本科毕业设计论文鹤岗市宏利煤矿设计说明书.docx
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本科毕业设计论文鹤岗市宏利煤矿设计说明书
0前言
0.1井田概况
鹤岗市宏利二煤矿位于东山区偏北部,鹤岗煤田北部,该矿距鹤岗市火车站5公里,南距哈萝公路1.8公里,有公路相通,交通方便。
0.2矿井概况
鹤岗市宏利二煤矿始建于1993年,原名为鹤岗市检顺二煤矿,矿井设计生产能力为6万吨/年。
经历多次技术改造矿井各系统逐步完善。
采用片盘斜井开拓,采煤方法为走向长壁后退式开采,回采工艺为π型钢放顶煤,顶板管理采用全部垮落法,工作面一次采全高,采高为5m。
矿井通风方式为中央并列压入式,“一入一回”通风系统。
矿井现有两条井筒,即主井、风井,其中主井及二段暗主井采用绞车提升。
0.3矿井建设的有利条件
1、资源可靠
该矿开采7#、8#、9#、10#、11#、13#、15#共7个煤层。
根据该矿固体资源储量登记证,该矿2009年末保有地质储量为55.2745万吨。
2、煤质好
该矿煤质牌号较单一,各层均为气煤,混煤灰分19.49%,挥发份34.92%,硫分0.14%,发热量25.9MJ/kg。
硫磷含量低,属低硫低磷煤,硫的含量一般为0.16%,最大为0.36%,磷的含量一般为0.05%以下,可作电力和动力用煤。
3、煤炭销售畅通
该矿井销售渠道稳定畅通,近年来,煤炭需求不断增加,煤价不断提高,煤炭呈现供不应求的局面。
4、运输条件
该矿位于鹤岗市东山区境内,矿区有简易公路与市区公路相连,有哈萝公路和佳鹤线铁路通达全国,交通运输条件十分便利,外部运输条件较好。
5、电源条件
该矿现有两回6.0KV线路供电,使用电源引自新一变电所,使用电源线号为842#,备用电源引自岭北变电所,备用电源线号为800#,满足《煤矿安全规程》的供电要求。
地面设2台S11-400KVA变压器为井上负荷供电,地面采用中性点接地系统供电,该矿地面主扇、主提绞车均利用双电源供电,双电源一回工作,一回带电备用,地面供电电压380/220V。
电源条件满足矿井建设的需要。
6、迁村和土地使用情况
本井田范围内地面工业广场的农田在建井时已征用,所以此次矿井建设不涉及迁村和征地事宜。
7、主要材料供应
矿井所需大部分生产材料均可在当地解决,如砖瓦、砂石、水泥、钢管、铁棚、锚杆等,购物条件十分优越便捷。
0.4设计的指导思想
1、本次技术改造设计遵循社会主义市场经济规律,以市场为导向,以经济效益为中心,稳产、高效为标准,以安全生产为重点,体现依法办矿、正规开采,严格管理的思想,化资源优势为经济优势。
将矿井建设成经济型、效益型的现代化企业。
2、充分体现地方煤矿特点,认真贯彻当前地方煤矿的建设方针政策。
着眼当前、兼顾长远、规模开采、安全高效、集中生产。
3、认真分析该矿的资源条件,外部条件,开采技术条件,精心设计、力求技术先进,安全可靠、经济合理,达到建设期短、投资少、达产快,经济效益高的目标。
4、在充分利用现有工业场地、设施的基础上,根据矿井生产现状,在满足安全生产的前提下,尽量简化井上、下生产系统。
5、根据地方煤矿的特点,合理布置井巷工程,尽量减少岩石工程量,提高回采率,减少资源浪费,为提高矿井经济效益和降低成本创造条件。
6、推广新技术、新工艺。
掘进推广光爆锚喷技术,回采工作面推广连续化运输,为矿井实现稳产创造有利条件。
0.5设计的主要特点
1、矿井现有两条井筒,即主井、风井。
本次技术改造工程将原风井改为主井,设大倾角皮带提升,地面增设皮带走廊。
井筒入风量25.7m3/s,净断面8m2,井筒内风速为3.2m/s,不超过4m/s,符合《煤矿安全规程》规定。
同时井筒内铺设防尘兼消防管路及安设自动报警灭火装置。
2、将原主井改为副井,现使用一台绞车型号为JTK-1.6×1.2,滚筒直径为Ф1.6m,静张力(额定牵引力)4500kg,提升速度3.4m/s,电机功率为155kw。
经计算选择一台JTP-1.6×1.2型绞车,电机功率155kW,其最大静张力、最大静张力差均为4500kg,使用钢丝绳6×7+Fc型,直径为Φ24mm,钢丝绳速度为3.4米/S,缠绕2层钢丝绳的容绳量为797米。
3、设计选择首采工作面为15号层二段工作面,回采工艺为π型钢放顶煤,采高5m。
4、排水方式确定选用两段接力排水,一段水仓设在二段暗副井井底最低点-188.4m标高,二段水仓为原有-60.5m标高水仓。
一水平选取D46-50×7型水泵三台,流量46m3/h,扬程350m,电机功率90kW;二水平选取D46-50×5型水泵三台,流量46m3/h,扬程250m,电机功率55kW,排水管路为Ф108×5无缝钢管两趟。
5、按6万吨/年的生产能力计算矿井通风、井下运输、采区、排水、供电及地面生产系统的能力,计算后上述各系统能力满足生产能力需求。
0.6需要说明的问题及建议
该矿井田范围内可采煤层的层数较多,生产布置比较集中,必须合理规划布置生产接续工作,加强旧区和旧巷的对照工作,为矿井生产提供安全保障。
1井田概况及地质特征
1.1井田概况
1.1.1交通位置
鹤岗矿区位于黑龙江省东北部,鹤岗市宏利二煤矿位于鹤岗矿区益新井田内,行政区划属鹤岗市东山区管辖,距鹤岗火车站5.0km,矿区公路与201国道相连,交通十分便利。
地理坐标:
东经130º20′25″;北纬47º23′29″。
1.1.2自然地理
该矿井田地势西北高东南低,地表标高最高为+200m(国标),最低为+180m,属缓坡地带。
地表径流条件良好,本区西部有岭北矿露天,东帮排水沟由北向南流过。
1.1.3与邻矿关系
宏利二煤矿东部与合发煤矿、东源煤矿相邻,西部与即将进行资源整合的欧亚煤矿相邻,互无采动影响;深部益新煤矿己开采至-370m水平(国标),区内无大矿使用巷道和采区。
1.2矿井现状
1.2.1矿井概况
宏利二煤矿设计生产规模6万吨/年。
采用片盘斜井开拓,井下布置一个采煤工作面和两个掘进工作面。
1.2.2提升系统
该矿现有两条井筒,各井筒提升情况如下:
主井(改造后为副井):
用于提煤及回风任务。
井筒斜长550m,倾角28°,使用JTK-1.6×1.2型绞车提升煤、矸石、材料、人车,滚筒直径Ф1.6m,提升速度3.4m/s,电机功率155KW。
。
风井(改造后为主井):
井筒斜长430m,倾角27°,为入风井,不设提升设备。
实施技术改造工程后,风井改为主井,设大倾角皮带提升,主井改为副井,提升方式不变,仍为绞车提升,但不再提煤。
1.2.3通风系统
现有通风系统:
该矿为中央并列式通风系统,通风方式为压入式。
其中主井为入风井,副井为回风井。
风井设两台主扇,运转主扇和备用主扇型号均为FBCDZNo15/2×55KW型防爆对旋通风机。
技术改造后通风系统:
实施技术改造后仍为中央并列式通风系统,通风方式仍为压入式。
主井为入风井,副井为回风井,主井内安设大倾角皮带,井筒内风速为3.2m/s,风速控制在《煤矿安全规程》规定的范围内(不超过4m/s)。
1.2.4排水系统
该矿井有两段接力排水系统。
该矿在井底车场-188m标高设有水仓两个,水仓总容积为350m3,采用两段接力方式,排水管路沿副井敷设。
泵房设两台
D46-50×7型水泵,排量46m3/h,扬程350米,配套JQ291-2型电机,功率为90KW,其中一台使用、一台备用。
在-62m标高处设有水仓两个,水仓容积为340m3。
实施技改后排水方式确定仍为两段接力排水,一段水仓设在二段暗井井底最低点-188.3m标高,二段水仓为原有-60.5m标高水仓。
一水平选取D46-50×7型水泵三台,流量46m3/h,扬程350m,电机功率90kW;二水平选取D46-50×5型水泵三台,流量46m3/h,扬程250m,电机功率55kW,排水管路为Ф108×5无缝钢管两趟。
1.2.5供电系统
该矿供电系统由来自岭北变800#(备用)线路和来自新一变842#(主用)线路组成双回供电线路供电。
两趟高压架空线均选用LGJ-50mm2型钢芯铝绞线,长度分别为2.0km和4.0km,电压等级均为6KV。
1.2.6井下运输系统
原井下煤炭采用矿车运输,工作面煤炭经4台SGW-40T型刮板运输机装车,然后由主井绞车提到地面。
本次技术改造工程在运输上山与主井间布置主井井底煤仓,实现煤炭连续化运输。
1.2.7地面储装及排矸系统
1、存卸煤系统:
该矿采用地面煤仓直接存卸煤,运输机卸煤线长40m。
2、提升的矸石由汽车装运至场外回填塌陷坑和露天坑。
1.2.8地面运输系统
该矿地面主要装运设备为铲车,20吨自卸车,为已有设备,专门为煤矿和用户服务。
地面设有储煤场,有矿区公路与市区连接,煤炭可直接外运。
1.2.9矿井地面工业建筑
工业场地根据井口位置及功能要求,外部运输和地形条件,采用连续布置方式。
场区划分为:
生活区、生产区、物料堆放库区和行政区等。
生产、生活污水排入区域内排水沟,雨水通过场内流入排水沟。
1.3煤层
该煤矿开采7#、8#、9#、10#、11#、13#、15#七个煤层,特征如下:
7#层顶板为细砂岩,底板为细砂岩,煤层厚度2.0m,煤层倾角20°,煤质中硬,煤层特征,在底板上0.1m有灰白色粉砂岩。
8#层煤厚2.5m,顶板为灰色中砂岩,底板为灰色细砂岩,与7号层间距15m。
9#层煤厚3.0m,顶板细砂岩,底板为粉砂岩,与8号层间距40m。
10#层为复煤层,厚度1.5m,顶板为中砂岩,底板为凝灰质粉砂岩,与9号层间距50m。
11#层煤层厚度为1.85m,煤层以亮煤和半暗型煤为主,煤层顶底板均为细砂岩。
13#层煤厚2.0m,顶板白色凝灰质细砂岩,底板为细砂岩,与11号层间距13~38m。
15#层煤层厚度为5.0m,煤层以亮煤和半暗型煤为主,煤层顶板为细砂岩,底板为中砂岩。
1.4煤质
1.4.1煤的物理性质
煤的颜色为黑色,玻璃光泽和树脂光泽,硬度属于中硬和硬煤,容重1.35t/m3。
各煤层以半亮煤为主,半暗煤和光亮煤次之,可见明显的丝炭条带。
显微组分以凝胶化物质为主,丝炭化物质次之。
1.1.2煤的化学性质
该矿煤质较好,为气煤,经化验,混煤灰分19.49%,挥发份34.92%,硫分0.14%,发热量25.9MJ/kg。
1.4.3煤的工业用途
根据本区的煤质特点,可作电力和动力用煤。
1.5水文地质条件
地面水
该矿井主井井口标高为+189.6m(国标),历史最高洪水位为+165m(国标),井口不受洪水威胁。
该矿区范围内无河流、湖泊、溶洞、含水层,地表有一条岭北矿东帮排水沟,水文地质条件简单,本区地表为东部高、西部低的缓坡地带。
泾流条件良好。
正常涌水量为3.2M3/H,最大涌水量5.4M3/H。
对井下生产无威胁,并且对于充分集中利用季节水改善井下生产作业环境是十分有益的。
地下水
根据岩性,含水层与地质时代,本区含水层主要以第四纪冲积砂砾岩含水岩系为主。
第四纪砂砾岩系:
由冲积的砂砾石组成,厚0.4~4.5m左右,该层为丰富含水层,地下水位埋深为0.1~1.7米,单位涌水量为0.43升/米/秒,渗水系数为31.5米/昼夜,为重炭酸钙镁水,矿化度为150/升。
本区的第四纪丰富的的含水岩系受大气降水补给,其它含水岩系则以断层,裂隙为自己的来水通道。
补给条件不好。
该矿井田深部大矿已开采至-370m标高(国标),采动裂隙较发育,提高了渗透性,井下无积水。
1.6瓦斯及煤尘
该矿井2009年进行了瓦斯鉴定,瓦斯绝对涌出量为1.17m3/min,瓦斯相对涌出量为7.0m3/t,CO2绝对涌出量为1.34m3/min,CO2相对涌出量为8.0m3/t。
经省煤炭工业局批准为低瓦斯矿井。
煤尘爆炸指数26.4-31.2%,有煤尘爆炸危险。
1.7煤层自燃
本矿开采的煤层具有自燃发火倾向和煤尘爆炸危险。
自然发火期6—12个月,属II类发火煤层。
2井田开拓
2.1现有开拓方式
该矿现为片盘斜井开拓方式,现有两条井筒,即主井(回风井)、风井(入风井),主井为混合提升方式,为回风井,风井为入风井,不设提升设备。
2.2影响开拓方式选择的主要因素分析
1.本矿井井田范围走向长0.4km。
地质勘探程度较高,开采多年,煤层控制程度较好,本设计为充分体现小型矿井投资少、见效快、尽可能利用原系统的原则进行技术改造方案。
2.设计井型为小型矿井,各环节在保证安全的前提下,尽量做到简化、经济、实用。
3.井筒、工业场地、开拓系统集中布置,减少压煤量。
2.3实施技术改造后开拓方式
实施技术改造工程后矿井开拓方式不变,仍为两段片盘斜井开拓。
其中主井(皮带井)倾角为27°,长度为430m,净断面8.0m2。
副井倾角为28°,长度为550m,净断面8.0m2。
各井筒均采用梯形工字钢棚支护。
2.4水平划分及开采顺序
水平划分:
本井为片盘斜井开拓方式,现为两个水平,一水平标高为+7m,二水平标高为-180m。
开采顺序:
开采顺序为下行开采,本矿现已按下行式开采至境界范围内的最下方的15#层,采区内回采工作面由远至近,即后退式。
2.5井筒、车场及硐室
2.5.1井筒
该矿现有两条井筒,即主井、风井。
实施技术改造前主井为回风井,采用绞车提升;风井位于主井东部平行相距40m位置,为入风井,不设提升设备。
技术改造后,将原风井改为主井,井筒内安设大倾角皮带,主要担负全矿井的煤炭提升任务,地面建封闭走廊及行人通路。
原有主井改为副井,仍担任矿井提矸、下料、升降人员和回风任务,但不再提煤。
本次设计井筒名称采用改造后井筒名称。
主井、副井井筒断面均为8.0m2,井颈发碹支护,各井井筒采用梯形工字钢棚支护。
主井(原风井)坐标:
X=5248164,Y=43600303,Z=+189.785m标高;
副井(原主井)坐标:
X=5248210,Y=43600238,Z=+199.985m标高;
井筒特征见下表。
表2-1井筒特征表
井筒
名称
井口地面(上部车场)标高
井筒净断面
井筒斜长
井筒倾角
支护方式
主井
+189.785m
8.0m2
430m
27°
锚喷、架棚
副井
+199.985m
8.0m2
550m
28°
锚喷、架棚
2.5.2车场
车场形式:
该矿为片盘斜井开拓,井底车场均为甩车场,平曲线半经为20m,竖曲线半经为15m,一段井底车场标高为-60米,二段井底车场标高-180m。
井下车场调车方式:
使用调度绞车调车。
车场长度主要考虑保证井下空重车正常运转,按斜井1.5~2.0列车长度确定,车场存车线长度按斜井每次提升4个矿车,车场长度为60m,阶段车场存车线长度为40m,满足生产需求。
2.5.3硐室及水仓
井下原设有变电硐室、水泵硐室、信号房等。
矿井涌水进入-180m标高水仓,再经过-62m水仓进行接力排出。
水仓共为两条,清仓时可交替使用,1号水仓长度55米,2号水仓长度52米。
一号水仓有效容积150立方米,2号水仓有效容积200立方米,水仓总有效容积350立方米。
满足矿井60个小时的最大涌水量。
3井下运输及设备
3.1运输方式
矿井运输水平划分:
矿井现有两个运输水平,水平标高为+7m,二水平标高为-188m。
各水平垂高如下:
一水平标高:
+7m(距地表197m)二水平标高:
-188m(距一水平195m)
现有运输方式:
轨道运输:
该矿平巷现采用蓄电池电机车进行运输,在工作面及倾斜巷道采用SGW-40T型运输机运输。
技术改造后运输方式:
大巷皮带运输:
实施本次技术改造工程后煤炭全部为皮带连续化运输,-60m至+7m运输上山选择一台DTII(A)型800mm宽强力皮带,电机功率为80kw,长度为150m。
大巷轨道运输:
轨道集中巷和井底车场采用CTY5/6-90型防爆蓄电池电机车牵引1吨矿车运输,电机车主要技术指标为:
粘重5吨牵引力7.06KN
速度7km/h功率7.5kw×2
3.2运输设备选型
工作面、下顺槽和集中刮板运输机巷选用SGW-40T型刮板运输机,运输大巷设备选择DTII(A)型800mm宽强力皮带运输。
3.3矿车
根据矿井运输量和井下设备类别,以及有关规范和经验,确定各类矿车数量。
矿井达到设计生产能力时,1tV型翻斗式矿车(MF1.1-6)60辆,材料车(MC1-6A)12辆,普通平板车(MP1-6A)12辆,设备用平板车(MPC1-6B)10辆。
4采区布置及装备
4.1采煤方法
4.1.1采煤方法
采煤方法选择:
该矿地质构造较简单,煤层赋存稳定,煤层倾角较小,所采煤层煤厚5m左右,倾角15~25°,煤质中硬,可放性较好,顶板为细砂岩,较易冒落。
根据地质条件及煤层赋存情况,选择采用走向或倾斜长壁后退式采煤方法,全部垮落法管理顶板,采煤工艺根据煤层厚度选择“π放”。
工作面采煤、运煤、装煤、支护方式及设备:
设计初投工作面选择15#层二段工作面,15#层三段工作面作为备用工作面,即初投面正式投入生产时,备用面两巷必须完工1/3以上工程量,以保证正常接续。
15#层二段工作面工作面平均煤厚为5m,选择单一分层走向长壁后退式开采,回采工艺为“π放”,顶板管理为全部垮落法。
工作面回采工艺过程如下:
1、工作面落煤:
工作面硬帮铺金属网,采用人工打眼爆破落煤,炮眼布置为“五花眼”式,打眼使用风煤钻,火药使用乳化炸药或水胶炸药,瞬发电雷管引爆,封孔使用水炮泥。
2、装煤:
工作面开帮和放顶煤共用一台SGW-40T型刮板运输机,开帮时运输机靠硬帮侧,开帮后π型钢梁前移,运输机靠软帮侧。
3、运煤:
工作面及下顺槽头段均使用SGW-40T型刮板运输机运煤。
4、工作面支护:
采用单体液压支柱与π型钢梁配套支护。
梁长2.4m,对棚齐梁连锁布置,交替移梁前进。
二梁六柱,棚距0.8m一对,排距(进度)为0.8m。
控顶距最小为2.4m(同梁长),最大为3.2m。
特殊支架为斜戗柱一排,1.6m一根;倾角较大的应增设反倾斜戗柱。
工作面上、下顺槽采用单体液压支柱超前支护,支护长度为20m,柱间距为0.8m。
5、采空区处理:
顶板采用全部垮落法。
采区及工作面回采率:
采区回采率为70%,π放工作面回采率为80%。
4.1.2工作面生产能力
1、工作面长度:
15#层二段工作面平均长度为60m。
2、工作面循环数:
工作面循环进度0.8m,日循环数为1个。
3、工作面生产能力
A=年工作天数×每天循环个数×循环进度×工作面长×采高×容重×工作面回采率
=330×1×0.8×60×5×1.35×80%=8.55万吨/年。
4、顶板管理方法
该矿煤层为厚煤层,工作面一次采全高,煤层顶板为Ⅱ级顶板,易冒落,各层均采用全部陷落法管理顶板。
5、主要采煤机械选型与配备
该矿工作面采用人工打眼爆破落煤的方式。
工作面运输配备SGW-40T型刮板运输机运输。
运输能力150t/h,电机功率55kw,铺设长度115m。
工作面爆破使用乳化炸药或水胶炸药,瞬发电雷管。
6、工作面接替
设计确定15#层三段为接续工作面。
设计用1个采区保证矿井生产能力。
(1)采煤工作面接替在前一个采煤工作面结束前10~15天应完成接替工作面的巷道掘进和设备安装工程;
(2)采区接替:
在现有的开采水平内,每个采区开始减产前1-1.5月,应完成接替采区的巷道掘进、设备安装工程和试运转工作。
4.2采区布置
该矿实施技术改造工程后生产能力仍为6万t/a,矿井生产格局为“一采两掘”,按照一个采区布置一个回采工作面的原则,设计选择一个投达产工作面为15#层二段工作面。
4.2.1采区数目及尺寸
全矿井只设一个采区,投产工作面布置在15#煤层二段,采区走向长度230m,倾斜长度450m。
4.2.2首采工作面位置及接替关系
首采工作面位于二段暗井右部,为单翼采区,开采范围位于15号拐点坐标圈定范围内。
4.2.3巷道布置
现矿井二段暗主井及二段暗副井均已布置在15号层底板岩石中,上部车场为-62m标高,下部车场为-188m标高。
为减少工程量,利用原有各系统,以及考虑到开采顺序等因素,在二段暗主井-110m标高布置片盘、采区运输巷及采区煤仓,至15号煤层后布置工作面下顺槽,回风巷利用二段暗副井布置工作面上顺槽,切眼布置在采区南部边界,形成15#煤层二段通风、运输系统。
采区的巷道布置简单,系统简单,有利于安全和生产。
4.2.4车场及硐室
根据设计特点,各片均采用甩车场,在水平设井底车场,井底车场内布置变电水泵室、调度室、信号室、消防材料库、水仓等硐室,可以满足安全生产要求,故采区不再重复设置以上硐室,仅施工采区绞车硐室即可满足采区生产要求,采区上部、中部车场均为甩车场。
4.2.5采区运输
1、煤炭运输系统
回采工作面:
工作面刮板运输机→顺槽刮板运输机→采区运输巷→采区煤仓→二段皮带暗斜井→皮带运输上山→主井→地面。
掘进工作面煤:
工作面→采区运输巷→采区煤仓→二段皮带暗斜井→皮带运输上山→主井→地面。
2、辅助运输系统
矸石:
工作面→各片甩车场→二段暗副井→井底车场→副井→地面。
材料、设备:
地面→副井→井底车场→二段暗副井→各片甩车场→上顺槽→工作面。
4.2.6采区通风
回采工作面采用压入通风,设有各类通风设施保证工作面有效通风风量。
掘进工作面配局扇独立通风。
回采工作面风流路线如下:
新鲜风流→主井→二段暗主井→下顺槽→回采工作面→上顺槽→二段暗副井→副井→地面。
4.2.7采区排水
工作面运输、上顺槽及掘进工作面均有水沟自流排水,对于低洼积水地点配有污水泵。
井下各车场和巷道均设有水沟排水至井底车场,自流进水仓,由井底水泵硐室内的水泵排至地面。
排水方向为:
工作面→上(下)顺槽→甩车场→暗主(副)井→井底车场→水仓→管子道→副井排水管路→地面。
4.3巷道掘进
4.3.1掘进工作个数
为保证回采工作面接续,采掘比按1︰2,即1个采煤工作面,2个掘进工作面;万吨掘进率为80m,矸石为矿井年产量的15%,为0.9万吨。
4.3.2巷道支护方式
岩巷根据围岩条件采用锚喷支护或铁棚,回采巷道可根据岩性,采用锚杆支护或者铁棚支护。
4.3.3掘进工作面设备
掘进工作面的装备有:
SFZ-2型风煤钻,JD-25调度绞车,SGW-40T型刮板运输机,FBDNO5.6/2×11型局扇。
4.3.4巷道掘进指标
根据矿井实际情况,并结合矿井掘进面装备水平,巷道掘进指标如下:
煤巷:
150m/月
半煤岩平巷:
120m/月
岩石平巷:
60m/月
4.3.5矿井移交生产时井巷工程量
本次矿井技术改造工程主要内容为将主井及二段暗主井由绞车提升改为皮带提升。
井巷工程量较小,主要为15号层二段采区工程,另外需要开掘-188m水仓、泵房、变电所硐室等,井巷工程量如下:
表4-1技术改造工程井巷工程量表
序号
巷道名称
工程量
(m)
断面
(m2)
煤岩
支护形式
1
-110m采区运输巷
70
6.0
岩
锚喷
2
-118m采区回风巷
75
6.0
岩
锚喷
3
-145m采区运输巷
70
6.0
岩
锚喷
4
煤仓
30
12.56
岩
发碹
5
-188m水仓、泵房、变电所
100
8.0
岩
锚喷
6
15#层二段入风道
240
6.0
煤
铁棚
7
15#层二段回风道
210
6.0
煤
铁棚
15#层二段切眼
60
6.0
煤
铁棚
岩巷合计
345
煤巷合计
510
合计
855