大专毕业论文(31800字)

发表于:2018.4.11来自:www.ttfanwen.com字数:31800 手机看范文

长 冶 职 业 技 术 学 院

毕 业 设 计(论 文)

皇联煤业矿井通风设计

姓 名

所在学院 长冶职业技术学院

专业班级 煤矿开采技术专业

学 号

日 期 20xx年 9月 15日

目 录

前 言 .................................................. 1

第一章 井田地理概况与地质特征 ........................... 1

第一节、矿区概述 ..................................... 1

第二节、井田地质特征 ................................. 2

第二章 井田储量、设计能力及服务年限 ................... 13

第一节、矿井储量 .................................... 13

第二节、矿井设计能力及服务年限 ...................... 15

第三章 井田开拓、采区准备和采煤方法 .................... 15

第一节、井田开拓 .................................... 15

第二节、采区准备 .................................... 19

第三节、采煤方法 .................................... 23

第四章 矿井通风设计................................... 24

第一节、矿井通风系统的确定 .......................... 25

第二节、矿井风量计算和分配 .......................... 27

第三节、矿井通风阻力计算 ............................ 31

第四节、矿井通风设备的选择 .......................... 33

第五节 矿井通风费用概算 ............................ 35

第五章、矿井安全工程专题设计 ............................ 37

第一节、矿井瓦斯治理 ................................ 37

第二节、矿井防治水 .................................. 42

第三节、顶板灾害防治 ................................ 49

第四节、矿井防灭火 .................................. 51

主要参考文献 ........................................... 58

致 谢 ................................................. 59

前 言

本次采区设计是根据太原理工大学继续教育学院六长专业证书培训班毕业设计指导书要求,经过学员认真学习讨论,结合学习内容,理论联系实际,在专业课程老师的帮助和指导下进行设计,不足之处,请老师给予指正为盼。

设计矿井山西阳城皇联煤业有限责任公司位于阳城县县城东约20km,行政区划隶属于阳城县北留镇管辖,其地理坐标为东经112°33′49″~112°35′54″,北纬35°31′22″~35°33′12″。矿区交通便利,南部6km处有晋阳高速公路,由东西穿过,矿区西部有侯月铁路通过,西距阳城站10km;矿区往东24km处可与太焦铁路路线上的晋城车站相接;村于村之间有简易公路相通,地理位置优越,交通十分便利。该矿批准开采3#无煤煤,矿区面积10.0205km2,矿井地质储量14820万吨,设计生产能力120万吨/年,井田开拓方式为综合开拓方式,采煤方法为综合机械化分层采煤。

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第一章 井田地理概况与地质特征

第一节、矿区概述

一、地理位置及交通条件

山西阳城皇联煤业有限责任公司位于阳城县北留镇以北5km 处,距阳城县城约20km,其地理坐标为:东经112°33′16″~112°34′39″;北纬35°31′54″~35°33′18″。

矿山紧靠阳城大电厂,距陵沁公路七公里、晋阳高速公路五公里、侯月铁路阳城站十公里,地理位置优越,交通十分便利。

矿井交通位置示意图见附图1。

二、地形地势

井田位于太行山脉西侧沁水盆地东南边缘,为低山丘陵地带。井田内沟谷纵横,梁峁绵延,地形较复杂。总的地势为东北高西南低,地形最高点位于井田东北部山梁上,标高1013.1m,地形最低点位于井田西边界沟谷中,标高617.4m,地形最大相对高差395.7m。

三、河流分布

本区属黄河流域沁河水系。井田西距沁河约4km,沁河是附近最大的地表水体,属常年性河流。井田内无常年性河流和大的地表水体。界内樊山河为沁河的一条支流,为季节性河流,雨季降水沿沟谷向西流经沟底、皇城、郭峪、大桥沟在润城汇入沁河。沁河向南穿切太行山经河南省济源、沁阳、博爱、温县至武涉县南侧嘉应关注入黄河。

四、水源和电源

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本矿井水源取自距主井工业场地1.5km处行人斜井场地两口现有深井,属集团公司内部取水井,水源丰富可靠,可作为本矿永久供水水源。

本矿电源采用双回路供电,在工业场地建有一座10/6kV、 10/0.4kV变电所, 两回电源线路采用10kV架空专用线路,一回LGJ-150 10kV 5km引自东庄35KV变电站10kV母线,另一回LGJ-150 10kV 5km引自由北留35kV变电站10kV母线。两回电源线路,当任何一回路发生故障停止供电时,另一回路能担负矿井全部负荷,矿井的两回电源线上均不得分接任何负荷。

五、井田开发简史

据现有资料,井田无大规模开采历史。

第二节、井田地质特征

一、井田范围

依据山西阳城皇联煤业有限责任公司证号为1400000622925的采矿许可证,批准开采3号、9号、15号煤层,标高从610m到470m,井田呈不规则多边形,东西最宽约3.8km,南北最长约2.7km。井田面积10.0205km2。

井田范围由以下座标点连线圈定:

1. X=3937497 Y=19640862 2. X=3934924 Y=19640862

3. X= 3934695 Y=19642971 4. X=3935030 Y=19643665

5.X=3935047 Y=19644693 6. X=3937496 Y=19644692

二、煤系地层

矿区沟谷纵横,大面积为基岩裸露区,仅在沟坡两侧零星为第四

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系黄土覆盖,现结合钻孔资料,将该区地层由老至新叙述如下:

1、奥陶系中统马家沟组(O2m)

为含煤岩系的基底,岩性为深灰色、青灰色中厚层状灰岩、灰黄色泥灰岩及角砾状泥灰岩等。一般厚400~500m。

2、石炭系中统本溪组(C2b)

岩性主要为菱铁矿、黄铁矿、鲕状结构铁铝岩、灰色粘土岩、不稳定的煤层组成,底部常见不稳定窝状褐铁矿层,与下伏奥陶系中统马家沟组呈平行不整合接触。一般厚4.30m,局部达30m左右。

3、石炭系上统太原组(C3t)

为区内主要含煤地层,岩性主要为砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层(线)和石灰岩等。厚90.30m。

本组属半咸水、三角洲-碳酸岩台地沉积环境,沉积旋回明显,有五个较大旋回,根据岩性、化石组合及区域对比,自下而上分为三段。

1)、一段(C3t1)

K1砂岩底至K2灰岩底,由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及煤层组成。15号煤层位于该段顶部,厚2.51m。煤层顶有一薄层黑色泥岩伪顶。K1砂岩不发育,以底部的砂质泥岩及粉砂岩与本溪组分界,本段一般厚26.50m。

2)、二段(C3t2)

K2灰岩底至K4灰岩顶,岩性由石灰岩、泥岩、粉砂岩和2—3层薄煤线组成,以色深、粒细灰岩比例大为特征。一般厚21.50m。

①、K2灰岩:厚层状深灰色,含生物碎屑微晶灰岩,局部泥质成

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分含量较高,动物化石丰富,平均厚4.50m。

②、深灰色泥岩:顶部为不稳定的13号煤层,平均厚6.50m。 ③、K3灰岩:深灰色含生物碎屑泥晶灰岩,平均厚4.00m.

④、深灰色泥岩夹砂质泥岩或砂岩,顶部为11号煤层(线),中部夹12号煤层,平均厚8.00m。

⑤、顶部为K4灰岩或黄色泥岩,中部为灰黄色砂岩,下部为深灰色泥岩,平均厚3.00m。

3)、三段(C3t3)

K4灰岩顶至K7砂岩底。由砂岩、粉砂岩、泥岩、煤及灰岩组成,全段厚42.30m。

①、泥岩和砂岩:本层砂岩发育,煤层较多,中、上部夹7、8号煤,下部为9、10号煤,其中9号煤层局部可采。厚24.70m。

②、K5灰岩:为生物碎屑泥晶灰岩。厚2.60m。

③、泥岩、粉砂岩夹砂岩:中部夹5、6号煤,顶部5号煤较稳定,平均厚10.50m。

④、K6灰岩:常相变为砂质泥岩,不稳定,平均厚2.00m。

⑤、泥岩、砂质泥岩:厚2.50m。

4、二叠系下统山西组(P1S)

是区内主要的含煤地层。底部以K7砂岩与下伏太原组整合接触,主要岩性为砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及煤层。根据岩性特征自下而上分为两个岩性段,厚一般48.60m。

1)、一段(P1s 1)

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K7砂岩底至3号煤层顶砂岩底。由砂岩、泥岩及煤层组成,顶部为3号煤层,厚6.05m,顶板为砂岩;中部为深灰色、黑色泥岩;下部为深灰色砂质泥岩,底部为灰色粉砂岩与下伏太原组整合接触。厚19.10m。

2)、二段(P1s2)

3号煤顶砂岩至1号煤顶板砂岩底。主要岩性为砂质泥岩、泥岩、砂岩及煤层。下部为灰色中-细粒砂岩,局部相变为粉砂岩;中、上部为泥岩、砂质泥岩夹砂岩,上部夹1号煤,中部夹2号煤,均不可采。本段厚29.40m。

5、二叠系下统下石盒子组(P1x)

主要由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、铝质泥岩等组成,下部偶见煤线(层)。顶部为灰绿、紫红富含菱铁质鲕粒的铝质泥岩(俗称“桃花泥岩”);上、中部为绿灰、浅灰色细中粒砂岩夹砂质泥岩;中下部为砂质泥岩夹砂岩,与下伏山西组地层呈整合接触,厚约87.70m。

6、二叠系上统上石盒子组(P2s)

主要岩性为黄色、紫红色泥岩与中粗粒砂岩互层,底部为灰白色含砾砂岩,区内出露广泛,厚约105m。

7、第四系(Q)

浅红色亚粘土,于山坡广泛出露,沟谷及河床为浅黄色亚砂土及砂、砾石层所覆盖。厚0~7.50m。

三、地质构造

本井田位于太行山复式背斜西翼,沁水盆地东翼南段,晋获褶断

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带的西侧。井田内岩层走向北东75°,倾向北西,倾角3~4°,总体为产状平缓的单斜构造。在井田的南西边缘地层略有起伏,为近南北向的宽缓背向斜构造。

井田内未发现断层陷落柱及火成岩侵入等构造。井田地质构造属简单类型。

四、煤层及煤质

(一)含煤性

井田内含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组,含煤地层总厚为139.90m,共含煤12层,煤层总厚度为15.94m,含煤系数为11.39%,含稳定可采煤层3层,即3、9、15号煤层,总厚11.09m,含煤系数7.93%。

(二)可采煤层

1. 3号煤层

位于山西组中下部,煤层厚度5.68~6.59m,平均6.17m,稳定可采。煤层结构简单—较简单,夹0~2层夹矸,局部3、4层。3号煤直接顶板多为粉砂岩、泥岩,直接顶下常有0.1~0.5m的炭质泥岩及灰色泥岩伪顶,老顶为灰色细粒砂岩、泥岩互层,成分以石英为主,泥质、钙质胶结。底板一般为粉砂岩。3号煤属结构简单—较简单、全区稳定可采的厚煤层。

2. 9号煤层

位于太原组K4灰岩之上,上距3号煤层底板63.71m,煤层厚度1.06~2.06m,平均1.65m。煤层结构简单—较简单,夹0~3层夹矸,局部4层。其直接顶板多为粉砂岩、泥岩,底板多以K4石灰岩为主,局部为泥岩。9号煤属结构简单—较简单、稳定可采的中厚煤层。

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3. 15号煤层

位于太原组下部K2灰岩下,上距9号煤层底板30.98m,煤层厚度2.24~5.39m,平均3.27m,煤层厚度变化大,结构简单—复杂,含1~4层夹矸,局部分层多达23层。顶板为K2灰岩;底板为泥岩、铝土泥岩。15号煤属结构简单—复杂、稳定可采的中厚煤层。

表2-1-1 可 采 煤 层 特 征 表

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(三)物理性质 1. 3号煤层

宏观煤岩特征:为黑色—灰黑色,半亮—光亮型煤,玻璃—似金属光泽,条带状结构,层状构造,阶梯状、贝壳状断口,条痕灰黑色,裂隙不发育。

显微煤岩特征:煤岩组分主要为镜质组(半镜质组),惰质组次之。镜质组:以无结构均质镜质体为主,次为胶质体、基质镜质体;惰质组:氧化丝质体为主,呈碎屑状、透镜状分布。

2. 9号煤层

宏观煤岩特征:为黑色—灰黑色、光亮型煤,似金属光泽,条带

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状结构,层状构造,阶梯状、贝壳状断口,条痕灰黑色,质坚硬,裂隙不发育,偶见黄铁矿。

显微煤岩特征:煤岩组分主要为镜质组(半镜质组)、惰质组次之。镜质组:以无结构均质镜质体为主,次为胶质镜质体、基质镜质体。惰质组:氧化丝质体为主,呈碎屑状、透镜状分布。矿物质以粘土矿物为主,其次为少量黄铁矿、碳酸盐矿物。

3.15号煤层

宏观煤岩特征:为黑色—灰黑色、半亮型煤,似金属光泽,以条带—均一结构、粒状、阶梯状断口为主,贝壳状次之,条痕为灰黑色,裂隙较为发育,常见黄铁矿充填。

显微煤岩特征:煤岩组分主要为镜质组、惰质组。镜质组:主要为无结构均质镜质体,其次为胶质镜质体,偶见基质镜质体分布。镜质组:以氧化丝质体为主,呈碎屑状分布,或分布于镜质体中,或与粘土渗杂在一起。矿物质以粘土矿物和黄铁矿为主。

本井田3号、9号煤显微煤岩类型为单组分组类微镜煤,15号煤为双组分组微镜惰煤。3、9、15号煤均为黑~灰黑色,强玻璃~似金属光泽,贝壳状、阶梯状断口,均一条带状结构,层状构造,内生裂隙较发育。9、15号煤层沿层理和裂隙充填有方解石和脉状黄铁矿细脉。

(四)化学性质

1.3号煤

20xx年11月19日山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿进行了简易筛浮试验,同时对3号煤的煤质进行了化验, 又根据寺河精查勘探区地质报告中井田内钻孔煤芯煤样化验资料(465、475号孔煤芯煤样化验分析成果),煤质结果综合如下:

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水分(Mad):原煤:1.53%~3.88%,平均2.97%

浮煤:1.21%~3.38%,平均2.04%。

灰分(Ad):原煤:10.38%~17.87%,平均13.83%

浮煤:4.60%~8.63%,平均6.20%。

挥发分(Vdaf):原煤:6.36%~7.70%,平均6.92%

浮煤:4.88%~6.14%,平均5.33%

发热量(Qgr.d):原煤:31.45MJ/kg

浮煤:32.59~34.39 MJ/kg,平均33.49 MJ/kg

全硫(St,d):原煤:0.30%~0.32%,平均0.31%

浮煤:0.37%~0.47%,平均0.42%

元素分析: Cdaf 94.00%;Hdaf 2.74%;Odaf 1.84%;Ndaf 0.91%。

2.9号煤

20xx年11月21日山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿进行了简易筛浮试验,同时对9号煤的煤质进行了化验,又于20xx年12月15日分别在两个不同地点采样化验,综合寺河精查勘探区地质报告中井田内钻孔煤芯煤样化验资料(465、475号孔煤芯煤样化验分析成果),煤质结果如下:

水分(Mad):原煤:2.94%~3.88%,平均3.42%

浮煤:1.36%~3.69%,平均2.75%。

灰分(Ad):原煤:12.68%~19.83%,平均16.12%

浮煤:4.81%~7.88%,平均6.51%。

挥发分(Vdaf):原煤:6.53%~7.87%,平均7.13%

浮煤:4.67%~6.58%,平均5.75%

发热量(Qgr.d):原煤:28.93~34.61MJ/kg,平均30.93MJ/kg

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浮煤:32.96~33.05 MJ/kg,平均33.00 MJ/kg

全硫(St,d):原煤:1.48%~1.65%,平均1.58%

浮煤:0.74%~0.96%,平均0.85%

元素分析: Cdaf 93.71%;Hdaf 2.64%~2.70%,平均2.67%;Odaf 1.83%;Ndaf 0.87%

3.15号煤

根据寺河精查勘探区地质报告中井田内钻孔煤芯煤样化验资料(465、475、476号孔煤芯煤样化验分析成果),15号煤层煤质结果如下:

水分(Mad):原煤:2.58%~3.01%,平均2.83%

浮煤:1.02%~1.22%,平均1.09%。

灰分(Ad):原煤:14.32%~23.30%,平均18.80%

浮煤:3.05%~4.36%,平均3.91%。

挥发分(Vdaf):原煤:6.56%~7.95%,平均7.35%

浮煤:4.71%~5.95%,平均5.27%

发热量(Qgr.d):34.03~34.44MJ/kg,平均34.25MJ/kg

全硫(St,d):原煤:2.17%~3.01%,平均2.59%

浮煤:1.69%~2.01%,平均1.85%

元素分析(精查勘探区)

碳含量(Cdaf):90.41%~93.69%,平均92.54%

氢含量(Hdaf):2.49%~3.57%,平均2.87%

氧含量(0daf):0.10%~2.65%,平均1.34%

氮含量(Ndaf):0.65%~2.51%,平均0.99%

(五)工艺性能

根据本次化验结果结合区域资料,3、9号煤层的主要工艺性能

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如下:

(1)抗碎强度

3号煤用落下试验法试验测的>25mm的为95%,9号煤层为90%,均属高强度煤层。

(2)发热量

各煤层高位发热量大于29.60MJ/kg,属特高热值煤。

(3)煤灰熔融性

煤灰成分以Si02和Al203为主,3号煤层软化温度ST为1430℃,为较高软化温度灰,9号煤层软化温度ST大于1500℃,为高软化温度灰。

(4)低温干馏

勘探阶段曾作此试验,结果均无油。

(5)煤的结渣性

当鼓风强度为0.3m/s时,3号煤层的结渣率为5.43%,属弱结渣性煤;9号煤结渣率为15.26%,属中等结渣性煤。

(6)煤的热稳定性

3号煤层Ts+6为95.7%,9号煤层Ts+6为98.6%,均属高热稳定性煤。

(7)煤的可磨性

3号煤层HGI(哈氏可磨系数)为46;9号煤层HGI(哈氏可磨系数)为48,均属较难磨煤。

(8)煤对CO2的反应性

在950℃时,3号煤层二氧化碳还原率为37.8%,9号煤层二氧化碳还原率为30.9%。

15号煤层未做此项试验,依据区域资料,15号属特高热值、中

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等~高软化温度灰、强结渣性、高热稳定性、较难磨、对二氧化碳反应性低的煤层。

(六)煤类

按照《中国煤炭分类国家标准》GB(5751-86)对本区各层煤进行分类,主要以浮煤挥发分(Vdaf)及氢元素(Hdaf)为分类指标。根据化验结果,井田内3号煤层的浮煤挥发分(Vdaf)为5.33%;氢元素(Hdaf)为2.74%,故3号煤属于[WY02];9号煤层的浮煤挥发分(Vdaf)为5.75%,氢元素(Hdaf)为2.67%,故9号煤属于

[WY02] 。根据钻孔化验资料,15号煤层的浮煤挥发分(Vdaf)为

5.27%,氢元素(Hdaf)为2.49%~3.57%,故15号煤属于

[WY02-WY03]。

(七)煤质及工业用途评价

3号煤层为低—中灰、特低硫、特高热值的无烟煤,煤对CO2反应低、中等结渣、浮煤回收率良等,固定碳含量高,为良好的合成氨用煤、动力用煤和铸造用型焦特种配煤。

9号煤层为低—中灰、中硫、高—特高热值、高强度之无烟煤,热稳定性好,中等可选,浮煤回收率良等,为良好的动力用煤。

15号煤层为低—中灰分、中高硫分、特高热值、高熔灰分、高强度之无烟煤。热稳定性好,浮煤回收率良等,为良好的动力用煤。

五、其它地质因素

1、瓦斯

根据晋煤安发[2009]2031号文《关于20xx年度年产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》,山西阳城皇联煤业有限责任公司瓦斯绝对涌出量为12.54 m3/min,瓦斯相对涌出量为21.7 m3/t,属高瓦斯矿井,不存在煤与瓦斯(二氧化碳)

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突出危险性。在生产时应加强通风和保安措施,确保安全生产。

2、煤尘和煤的自燃

据山西煤矿设备安全技术检测中心对该矿送检煤样的检验报告:煤尘爆炸性测试情况为:火焰长度为0mm,加岩粉用量0%,结论为无爆炸性。

据山西煤矿设备安全技术检测中心对该矿送检煤样的检验报告:自燃倾向测试情况为:自燃等级为Ⅲ级,为不易自燃煤。

3、地温

据对生产窑的调查,该区属地温正常区,参考邻区资料,地温梯度为0.60~2.9℃/100m,恒温带温度13℃,恒温带深度在85m左右。

4、井田水文地质类型

井田内主要可采煤层3号煤的直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层,钻孔单位涌水量0.0002~0.002 L/m.s,富水性极弱,井田北部奥灰水水位高于3号煤层底板,但其间有近100m的岩层间隔,在没有大的导水构造沟通的情况下,对3号煤层开采影响不大。区内没有发现断层,构造比较简单,主要以倾向北西的单斜构造为主,因此,水文地质条件属简单类型。

第二章 井田储量、设计能力及服务年限

第一节、矿井储量

一、地质储量的计算

井田内有可采煤层三层,批准开采3号、9号、15号煤层,本井田煤层倾角为3~5度,储量计算面积直接在平面图上用求积仪复读数三次,然后取三次的平均值,作为储量计算面积。煤层厚度按井田内

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各资料点煤层储量厚度的算数平均值,并按下列公式求取煤层的储量。

地质储量(Q)=平均厚度×井田面积(S)×平均容重(d)

井田地质储量详见下表2-2-1。

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二、可采储量的计算

按照规定井田边界、工业广场、大巷、及井筒等均应留设保护煤柱,井田边界留设20米隔离煤柱,采区之间留设30米隔离煤柱,大巷保护煤柱为50米。

可采储量按下式计算:Z=(Zc-P)C

Zc—矿井地质储量 P—永久煤柱损失量 C

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—采区回采率,取80%∽85%

井田可采储量详见下表2-2-2。

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第二节、矿井设计能力及服务年限

一、矿井工作制度

矿井设计年工作日300天,每天四班生产(三班生产、一班准备),日净提煤时间15小时。

二、矿井生产能力及服务年限

1、矿井生产能力

根据矿井煤层赋存及资源情况,综合考虑储量、井型及服务年限三者的关系,本矿设计为单水平开采。

根据煤炭市场供求关系矿井生产能力情况,确定矿井生产能力为1200Kt/a。

2、矿井服务年限

矿井设计服务年限按下列公式计算:

T=ZK/K·A

T—矿井设计服务年限,年;

ZK—矿井可采储量,千吨;

K—储量备用系数,取1.4;

A—矿井设计生产能力,千吨/年

T=120360÷(1200×1.4)=71.6年

经计算,矿井服务年限为71.6年。

第三章 井田开拓、采区准备和采煤方法

第一节、井田开拓

一、井田开拓方式

(一)井筒位置、形式及数目

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井田开拓方式采用立井~斜井综合开拓方式。在确定的工业场地内开凿一个主斜井和一个副斜井,作为矿井的主、副提升井,在井田中部开凿一个回风立井,具体用途及特征如下:

1、主斜井:担负矿井煤炭提升、进风兼作安全出口。净宽4.50m,净断面10m2,倾角16°,斜长561m。井筒右侧装备一条带宽1000mm的带式输送机,左侧设胶带检修道,轨距600mm,轨型30kg/m。胶带与检修道中间设行人台阶,扶手与胶带机架固定在一起。

2、副斜井:担负矿井辅助提升、进风兼作安全出口。净宽4.2m,净断面8m2,倾角22°,斜长387m。装备JK2.5×2A-30单滚筒提升机,600㎜单轨串车和架空乘人器、行人台阶。

3、回风立井:担负矿井回风任务,兼作矿井的安全出口。净径5m,净断面19.63m2,垂深175m。井筒内装备梯子间。

(二)、开拓方案

本次设计主要针对3号煤层的开拓布置进行设计。开采下组煤时,主、副斜井采用暗斜井延深开采9号、15号煤层。(9#、15#煤层开采本设计暂不考虑)

在选定的矿井工业场地处及四周1km的范围内,水文地质条件简单。设计从表土层厚度、井筒垂深、煤层产状以及井田水文地质条件等方面分析,井田既适合于斜井开拓方式,也适合于立井开拓方式。结合矿井井型、煤层赋存条件、矿井瓦斯涌出量、井筒提升设备、井下开拓布置和回采面装备水平、回采面年推进度等因素,经多方研究分析和论证,最后确定了立井~斜井综合开拓方式。

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井田开拓方案和井下开拓部署,主要以3号煤层开采的合理性为主,在本次设计中对9号、15号煤层的开拓方式未做详细的布置。

该矿井为高瓦斯矿井,井下巷道按照轻型综采放顶煤采煤法进行布置,井下共设置三条巷道,即轨道运输巷,胶带运输巷和专用回风巷,这三条巷道均沿3号煤层布置。

设计考虑初期采用一个水平开发全井田的3号煤层。井下辅助运输采用连续牵引车牵引1t系列矿车,主运输采用胶带输送机。

该开拓方案将全井田的3号煤层划分为四个采区。矿井先期开采位于井底煤仓附近的西一采区。该采区基本布置在井田中央,储量可靠。

采区接替顺序为:西一采区→西二采区→东一采区→东二采区。矿井通风系统为中央并列式。

(三)、开采水平的划分

本矿井下部煤层为3号、9号、15号煤层,煤层平均间距分别为48.51米和31.6米,层间距大,而且各煤层倾角仅限3~5度,为近水平煤层,有长距离布置集中巷道的条件,同时井田长度不是很长,为节省巷道工程量,减少生产环节确定每层煤为一个水平,分三个水平进行开采。

二、开拓巷道综述

(一)大巷布置

运输和回风大巷全部在煤层中进行布置。

根据煤层赋存情况及井田形状,本设计提出两种开拓方案。

方案一、在井田中部沿南北方开掘三条大巷即运输大巷、轨道大

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巷、回风大巷,在大巷东西两面布置两个采区进行长壁开采。

方案二、在井田中部沿东西方向开掘运输大巷、轨道大巷、回风大巷,在大巷南北两侧布置四个采区进和长壁开采。

(二)开拓方案的技术比较

方案比选:

方案一的优点:

1、大巷保安煤柱及采区保安煤柱较少,煤炭损失少。

2、运输环节少,运输费用少。

3、巷道布置间单。

方案一缺点:

1、建井工期长,投资见效慢。

2、通风路线长,通风阻力大。

3、不能对井田内赋存煤层进行充分开采。

方案二的优点:

1、工作面布置快,建井工期短,投资见效快

2、对井田南部的赋存煤层可进行充分开采。

方案二的缺点:

1、大巷保安煤柱增加,煤炭损失量较大。

2、运输环节增多,运输费用多。

(三)、开拓方案经济比较

综合以上多方面的考虑,认为第二种方案从总体上来说比较适合矿井生产实际,确定方案二为开采设计方案。

(四)、井底车场各硐室

主要硐室均采用半圆拱断面,荒料石砌碹。在副斜井井底车场设有:中央变电所、中央水泵房、管子道、水仓、侯车室。在轨道运输

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大巷南侧设有消防材料库、爆破材料发放硐室。井底车场巷道及硐室支护开式采用砼碹支护。

(五)、巷道断面和支护形式

巷道断面尺寸根据运输、通风、行人、管线敷设等要求而定,各类巷道视围岩条件、服务年限、用途等不同选用不同的断面及支护形式。矿井掘进巷道主要有斜井、大巷、及顺槽,采用综掘方式,根据岩土特征、煤层顶底板特征设计主斜井、副斜井为三心拱形断面,表土段采用现浇素混凝土砌碹支护,基岩段均采用锚喷支护,围岩破碎地段可采用锚网喷支护;回风立井表土段和基岩段均采用现浇素混凝土井壁。皮带运输大巷、轨道运输大巷、回风大巷为三心拱形断面,均采用锚网喷支护。工作面回风顺槽和运输顺槽为矩形断面,采用锚网喷支护。开切眼为矩形断面,采用单体液压支柱支护。

(六)、井底车场

本井田采用斜井开拓,主运输由主斜井经胶带输送机运到地面,辅助运输采用单滚筒提升机运料,由副斜井从地面运至井底车场,根据煤层水平状况,为节省投资,井下辅助运输采用无极绳绞车运输。井底车场采用平车场即可满足要求。

第二节、采区准备

一、采区范围

根据开拓方案的设计,先期开采位于井底煤仓附近的西一采区,该采区位于回风立井西部,西大回风巷北部,采区北部和西部均为我矿矿界。采区东西走向2000米,南北走向1200米,面积约240万平方米。首采工作面为3101工作面,工作面位于西一采区东部,工作面长度为200米,顺槽长度1200米。主要结合本矿煤层赋存条件,

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考虑工作面刮板输送机铺设长度、工作面支护难易程度、工作面产量等因素确定。

二、采区地质概况

采区地质构造和煤层特征与矿区地质构造和煤层特征基本相似,根据3号煤层赋存情况,煤层厚度5.69-6.69米,平均6.05米,赋存稳定,直接顶为灰白色细砂岩,厚度在9-10米左右,层位稳定致密,性脆,层理发育,属Ⅱ类顶板;老顶为粉砂岩和泥岩互层,灰黑色,厚度在8-9米以上,不易垮落;煤层底板为10米左右的粉砂岩组成,层位稳定,岩性致密。采区内未发现断层陷落柱及火成岩侵入等构造。井田地质构造属简单类型。

三、采区储量、生产能力及服务年限

采区煤层全部可采,根据几何法求得可采储量为21054kt,采区设计生产能力为1200kt/a,采用倾向长壁采煤法采煤,服务年限为17.5年。

采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力,而采煤工作面的产量取决于煤层厚度,工作面长度和推进度, 采煤工作面生产能力按下式计算:

A=M×I×L×R×C

式中:A—回采工作面年生产能力

M—回采工作面采高

I—回采工作面长度

L—回采工作面年推进长度

R—煤的容重

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C—工作面回采率

所以A=3×200×1458×1.45×0.95=1205Kt/年。 可以满足矿井设计生产能力1200 Kt/年的要求。 四、采区巷道布置 1、采区设计方案的选择

考虑到矿井生产能力及管理水平,提出两种采方案。 方案一:布置一个综合机械化放顶煤工作面。 方案二:布置一个综合机械化分层开采工作面

方案一布置一个综合机械化放顶煤工作面,在放顶煤时工人劳动强度加大,回收率降低,但省去铺网的费用,生产成本较低。

方案二布置一个综合机械化分层开采工作面,回收率提高,劳动强度降低,生产成本增加。

从目前国内煤炭资日益减少,煤炭市场需求旺胜,设计推荐方案二是比较积极稳妥的。

根据该矿煤层赋存和开采技术条件以及管理水平,本着投资少,见效快,安全性好和回收率高的原则,确定采用倾向长壁分层开采方法。采空区采用全部垮落法管理顶板。

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矿井开拓剖面图(1-1)

1:2000

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2、采区巷道布置

主、副斜井落底后,仍按原方位角布置北大皮带运输大巷和北大轨道输大巷。到达井田中央后,按东西方向沿煤层底板布置采区轨道运输大巷和皮带运输大巷。沿煤层顶板布置回风大巷。垂直采区大区布置工作面巷道。回采工作面巷道采用二条巷布置,即运输顺槽、轨道顺槽。工作面长度为200米,工作面之间的煤柱宽度为20米。工作面回采巷道采用双巷掘进。

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3、移交生产达到设计产量时采区数目及位置

矿井移交生产布置一个采区、一个综采工作面。为了减少初期工程量,缩短建井工期,尽快投产,首采面就近布置。结合本矿井的实际特点,首采面布置在井田的中西部,利于矿井早日达产。

4、工作面的个数及开采顺序

矿井达到设计生产能力时,矿井布置一个回采面和两个掘进工作面,首采工作面为3101工作面,然后顺序开采3102、3103……,西一盘区回采完毕后,依次回采东一盘区、东二盘区、西二盘区。

第三节、采煤方法

一、采煤方法的选择

根据3号煤层赋存情况,结合本矿管理装备技术水平,3号煤层采用长壁分层开采的采煤方法,顶板采用全部垮落法管理。

二、采煤工艺

根据矿井生产能力以及煤层赋存条件,结合本矿开采技术水平,3号煤层采用综采采煤工艺方式,矿井以两个生产采区、一个综采工作面保证矿井设计生产能力。在此前提下,结合工作面采高、放煤高度、3号煤层的煤质特征和晋城地区各生产矿井综采机组设备配套情况,对工作面采煤、装煤、运煤方式进行确定和设备选型。

工作面采煤设备:选用MXA—300/3.5A型无链牵引双滚筒采煤 机,滚筒直径1.8米,最大采高3.5米,截深0.656m,电机功率300kW。

工作面运煤设备:工作面运输设备均选用与采煤机配套的SGZ-764/264A型双电机可弯曲刮板输送机,铺设长度200m,运输能力650t/h,电机功率160×2kW。

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根据工作面运煤设备的运输能力,回采工作面胶带顺槽运煤设备选用SDJ-150型可伸缩胶带输送机,铺设长度1170m,运输能力260t/h,电功功率150kW。破碎机选用PEM1000×650型颚式破碎机,电机功率55kW,破碎能力为450吨/小时。配套转载机选用SZZ-764/132型刮板转载机,电机功率75kW。

根据煤层厚度及顶板岩性及采高,回采工作面顶板支护采用ZZP4000/17/35型支撑掩护式铺网液压支架127架,端头使用ZT7350/18/36支架4架;顶板管理采用强制放顶全部垮落法。

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3-3

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第四章 矿井通风设计

第一节、矿井通风系统的确定

一、选择矿井通风系统的原则和基本要求

选择矿井通风系统应坚持下列基本原则:

1、系统简单,风流稳定;

2、安全可靠,抗灾能力强;

3、技术可靠,符合实际;

4、经济合理,效益高。

选择矿井通风系统的基本要求:

1、每个矿井至少有两个能够行人的通达地面的安全出口,其间距不得小于30米;

2、井风井口必须布置在稳定的地层中,并不受粉尘、有害和高温气体侵扰的地方,并能防洪、防冻。矿井通风和主要通风机的噪声不得造成公害;

3、所有矿井必须采用机械通风;

4、矿井必须有完整的独立通风系统,禁止把两个独立的矿井合并为一个通风系统;

5、尽量采用并联通风系统,并使各条风路的阻力接近相等。避免在通风系统中设置过多的风桥、风门、调节风窗等通风设施;

6、矿井必须按实际从风量核定矿井产量,严禁超通风能力生产。

二、矿井通风方式的选择

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依据井田开拓部署及煤层赋存条件,确定矿井采用中央并列式通风系统,主斜井、副斜井进风,回风立井回风。通风方法采用机械抽出式。

1、采掘工作面通风

回采工作面采用“U”型全负压通风,井下二个掘进头、均采用局部通风机压入式通风。配备FBN05.6/15型四台局部通风机,功率为15KW。

2、硐室通风

井下主变电所、主排水泵房、候车室、消防材料库、胶车硐室等利用主扇风机负压通风。采区变电所采用独立通风。

三、主要通风机方式选择

根据相关资料该矿井属高瓦斯矿井,煤层无爆炸性。煤的自燃等级为Ⅲ级,为不易自燃煤,矿区及周边无地面小煤窑塌陷区。

为了合理的选择主要通风机的工作方法,现将抽出式通风、压入式通风及混合式通风的优缺点比较如下:

1、抽出式通风在主要进风道不需要安设风门,有利于运输、行人、通风管理工作方便、容易。而用用压入式通风,须在矿井总进风路线上设置若干构筑物,运输、行人不便,漏风较大,通风管理工作较困难。

2、抽出式通风使煤矿井下风流处于负压状态,工作面处于负压区域,当主要通风机一旦因停止运转造成井下停风时,井巷中空气的压力将逐渐升高,恢复成正常的大气压力状态,因而在短时间内可抵制采空区的瓦斯涌出,比较安全。而压入式通风使井下风流处于正压状态,当主要通风机停止运转时,井巷中的空气压力降低,可使采空

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区瓦斯涌出量增大,不利于矿井安全生产,

综合各种因素考虑,本设计通风方法选择抽出式。

四、确定矿井通风容易时期和困难时期

根据开拓方案将全井田的3号煤层划分为四个采区。矿井先期开采位于井底煤仓附近的西一采区。首采工作面为靠近回风立井的3101工作面,因此可以确定通风容易时期为首采工作面,通风困难时期为末采工作面。

第二节、矿井风量计算和分配

一、矿井风量计算

根据《煤矿安全规程》,矿井需要的风量应按下列要求分别计算,并选取其中最大值:

1、按井下同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得小于4m3。

Q矿进=4×N×K矿通 m3/min

式中:

N——井下同时工作的最多人数,148人;

K矿通——矿井通风系数,取1.20。

则Q矿进=4×148×1.20=710.4m3/min=11.84m3/s。

2、按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算,各地点的实际需要风量,必须使该地点风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的浓度,风速、温度以及每人供风量符合《煤矿安全规程》有关规定。

Q矿进=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K矿进

式中:

∑Q采——采煤工作面实际需要风量总和,m3/min;

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∑Q掘——掘进工作面实际需要风量总和,m3/min;

∑Q硐——独立通风硐室实际需要风量总和,m3/min;

∑Q其它——矿井除采煤、掘进和硐室地点外的其他井巷需要进行

通风的风量总和,m3/min;

K矿进——矿井通风系数,取1.25。

(1)采煤工作面实际需求量计算

① 以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1%,CO2浓度不超过1.5%

为标准,且应低于最高风速4m/s。

Q采=100×q采×kC

式中:q采——采煤工作面瓦斯绝对涌出量,8m3/s(抽放后);

Kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。取1.5。

Q采——采煤工作面需要风量,m3/min;

则采煤工作面所需要风量为:

Q采=100×8×1.5=1350(m3/min)=20(m3/s),取整20m3/s

② 按工作面温度计算,采煤工作面的需风量可按下列公式计算: Q采=60·Vc·Sc·Ki

式中:

VC——采煤工作面适宜风速,取1.5m/s;

SC——采煤工作平均有效断面,取9.0m2;

Ki——工作面长度系数,取1.1;

Q采=60×1.5×9.0×1.1=891m3/min=14.85m3/s

③ 按工作人员数量计算

Q采=4nc

式中:

4——每人每分钟供给最低风量,m3/min;

nc——采煤工作面同时工作的最多人数,取60。

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Q采=4×60=240m3/min=4m3/s。

④ 按风速验算

根据现行《煤矿安全规程》的规定,采煤工作面的最低风速不得小于0.25m/s,最大风速不得大于4m/s的要求进行验算,即采煤工作面风量应满足:

0.25×SC≤Q采≤4×SC

式中:SC——回采工作面平均有效断面,m2

0.25×9.0≤20≤4×9.0即Q采∈[2.25,36]

⑤ 备用工作面风量

Q备?Q采?2?20?2=10 m/s 3

(2)掘进工作面实际需求量计算

① 以掘进工作面回风巷CH4、CO2浓度不超过1%、1.5%为标准,

且应低于最高风速4m/s

Q掘=100×q掘×Kd

式中:

Q掘――掘进工作面实际需风量,m/s;

q掘——一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.47m3/min(抽放后);

Kd――工作面瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数,取1.8;

Q掘=100×0.47×1.8=84.6 m3/min=1.41m3/s

② 按掘进工作面最大人员数量计算

Q掘=4×nj

=4×16

=64m3/min

=1.1m3/s

③ 按局部通风机的实际风量计算:

Q掘= Qt×I×kt

式中:

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Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/min;

Qt——掘进工作面实际使用局部通风机的额定风量,顺槽掘进头

局扇选用FBDNO.6.7/2×30,风量按6.17~10.0m3/s;

I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数,取1台;

kt——防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,取1.2。

掘进工作面需风:420×1×1.2=504m3/min=8.5m3/s

井下同时工作的掘进工作面个数为2个,为保证停掘不停风,停止掘进后,局部通风机仍然工作的工作面个数为2个,则井下掘进工作面风量:

∑Q掘=8.5×4=34m3/s

(3)硐室实际需要风量计算

井下需要独立通风的硐室仅有采区变电所。

采区变电所需风量按Q硐= 2m3/s

(4)其它需要风量的计算

Q其它风量按采煤、掘进、硐室的总和的8%计算,即:

Q其它=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐)×5%=(20+10+34+2)×8%=6m3/s

(5)矿井总进风量

Q矿井=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐室+∑Q其它)·K矿通

=(20+10+34+2+6)×1.25=90m3/s 取Q矿井=90m3/s

综合1、2计算结果矿井总进风量为90m3/s,其中主斜井进风量为50m3/s,副斜井进风量为40m3/s,回风立井回风量为90m3/s。

二、矿井风量分配

将矿井总进风量分配到井下各用风地点,具体配风量分配如下: 综采放顶煤工作面(1个):20m3/s

备用工作面(1个):10m3/s

掘进工作面(2个):8.5×2m3/s

停掘不停风(2个):8.5×2m3/s

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采区变电所(1个):2m3/s

其它用风6m3/s。

第三节、矿井通风阻力计算

一、矿井通风阻力最大线路的选择

由于矿井服务年限较长(71.6年),所以只对西一盘区(服务年限17.5年)进行矿井通风总阻力计算。矿井达到设计产量后,在开采首采工作面3101区段时通风路线最短,且只有一个回采面和两个掘进工作面,此时矿井通风阻力最小,即为通风容易时期,最大阻力路线为:

主斜井——总运输巷(225米)——回采工作面——西大回风巷(180米)——回风井

当采区回采至西一盘区最西区段时,通风路线最长,工作面数量也最多,此时矿井通风阻力最大,即为通风困难时期,最大阻力路线为:

主斜井——总运输巷(1650米)——回采工作面——西大回风巷(1600米)——回风井

二、计算矿井通风总阻力

根据两个时期阻力最大的路线采用下式进行计算各段井巷的摩擦阻力,可以得出附表的数据

h摩?aLUQ/S ,Pa 32

式中:

H摩——矿井通风总阻力,mmH2o;

a——各巷道的摩擦阻力系数,N*s2/m4

L——各巷道的长度,m,一些短巷可以忽略不计

U——各巷道的断面周长,m

S——各巷道的断面积,m2

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Q——分配到各巷道的风量,m3/s 附表

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二、评价矿井通风难易程度

矿井总风阻按下式计算:

R=h/Q2

矿井通风等积孔按下式计算:

A=1.19?R

容易时期:

R易=h阻易/Q2=689/902=0.08 (kg/ m2)

A易=1.19?R难=4.2(m2)

困难时期

R难=h阻难/Q2=1800/902=0.22 (kg/ m2)

A难=1.19?R易=2.6(m2)

计算结果表明:两个时期总风阻都小于0.35,等积孔都大于2 m2,因此可以认为本矿井属通风容易矿井。

第四节、矿井通风设备的选择

一、主要通风机的选择

1、计算主通风机风量

本矿采用抽出式主通风机,因此采用下式计算

Q通=(1.05~1. 10)Q

式中:

Q通——通风机风量

1.05~1.10——矿井外部漏风系数,总回风无提升任务,取1.05 Q——总回风风量

Q通=1.05XQ=1.05X90=94.5(m3/S)

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2、计算主通风机风压

H通静难=h阻难+h自反 Pa

H通静易=h阻易+h自助 Pa

H通静难、H通静易——分别为矿井通风困难和通风容易时期通风机的静压 Pa

h阻难、h阻易——分别为矿井通风困难和容易时期矿井总阻力Pa

h自反——通风困难时期反对主通风机工作的自然风压 Pa 本设计取50

h自助——通风容易时期帮助主通风机工作的自然风压 Pa 本设计取50

H通静难=h阻难+h自反=1530+50=1580=161(mmh2O)

H通静易=h阻易+h自助=661-50=611=62.3(mmh2O)

根据通风设备所需风量及风压选用FBCDZ-No30(轮毂比为0.618)型通风机两台,一台工作,一台备用。

每台通风机由两台YBF型 10极 10kV 280kW电动机驱动。通过改变通风机叶片角度,满足矿井各种通风网路情况下通风的需要。

通风机通过电动机反转实现反风。

3、对矿井通风设备的要求

在风机扩散塔和变接头之间安装消音装置,使通风设备的噪声符合“工业企业厂界噪声标准”GB12348的有关规定。通风机应按周期

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进行性能测定。

设置风机在线监测装置,用以实时监测风机轴承温度,驱动电动机定子绕组温度,风机入口风量、风压等参数确保风机安全可靠运行。

配电开关设短路、过载、失压等电气保护。

第五节 矿井通风费用概算

一、通风电费

1、主要通风机电费

本矿井选用四台对旋式通风机FBCDZ-No30,其功率为280KW。 主要通风机的年消耗电量:

8760PE? K电?变?缆

式中E——主要通风机年耗电量,(KW·h)/a ;

P—通风机输入功率,KW;

K电—电动机容量备用系数,K=1.1~1.2,本矿取1.1;

?变—变压气效率可取,0.95;

?缆—电缆输电效率,取决于电缆长度和每米电缆耗损,在0.90~0.95内选取,本矿取0.95。

E=8760×280/1.1×0.95×0.95=2012411 (KW·h)/a

2、局部通风机的耗电量

本矿井掘进工作面是通过局部通风供风,配备FBN05.6/15型四台局部通风机,功率为15KW。

一台局部通风机年耗电量

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EA=8760×P

式中 EA—局部通风机年耗电量,(KW·h)/a ;

P—局部通风机输入功率,KW。

4EA=4×8760×15=525600 (KW·h)/a

3、 通风总耗电量

矿井通风总耗电量主要的是主要通风机与局部通风机。 即

E总=E+EA=2012411+525600=2538011 (KW·h)/a

4、 吨煤通风耗电量

吨煤的通风电量主要是通风机年耗电量及井下局部通风机年耗电量之和除以年产量,

e?E?EA T

式中 e—吨煤通风耗电量,(KW·h)/t;

T—矿井年产量,t。

e=2538011/1200000=2.115 (KW·h)/t

5、吨煤通风耗电成本

吨煤通风耗电成本即是吨煤通风耗电量乘以每度电的价格。若假设电价D为0.75元/(KW·h)/a 则吨煤通风耗电成本为:

WO=eD=2.115×0.75=1.586 (元/t)

二、通风区队全体人员工资费

按每天四班生产,每个工作面设专职瓦斯员一人,三个工作面每

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班3人,四班12人,备用3人,共15人;另设巡环瓦斯员每班两人四班8人,备用1人,共9人;,管理机构设置通风区队长一名,通风副总工一名,通风科长一名,通风副科长一名。工资费用计算如下:

大专毕业论文

第五章、矿井安全工程专题设计

第一节、矿井瓦斯治理

1、准确地测定矿井瓦斯含量和瓦斯涌出量,有效的排放到地面,保证矿井安全生产,制定相应的防治瓦斯爆炸措施,更好地保证矿井安全生产。

2、防止生产过程中瓦斯浓度超限:通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法,矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断,使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》要求。矿井必须建立完善的瓦斯检测制度,所有采掘工作面每班至少应检测三次。采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯,特别是回采工作面上隅角等地点,应加强检测与处理。不用的巷道及时封闭。

3、瓦斯超限、积聚后的处理措施:

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(1)、当工作面风流瓦斯浓度达到1%时,严禁煤电钻打眼,放炮地点附近20m范围内风流瓦斯浓度达到1%时,严禁放炮;

(2)、当工作面风流中、电动机及其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。

(3)、当工作面内有体积大于0.5m3空间中,局部积聚瓦斯浓度达到2%,附近20m范围内都必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。

(4)、凡因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电器设备,必须在瓦斯浓度降到1%以下时,方可通电开动。

(5)、当工作面回风巷风流瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止一切工作,撤出人员,采取措施,进行处理。

矿井必须从采掘生产管理上采取措施,防止瓦斯积聚;当发生瓦斯积聚时,必须及时处理。

矿井必须有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风后,所有受到停风影响的地点,都必须经过通风、瓦斯检查人员检查,证实无危险后,方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内,都必须检查瓦斯,只有瓦斯浓度符合本规程规定时,方可开启。

临时停工的地点,不得停风;否则必须切断电源,设置栅栏,揭示警标,禁止人员进入,并向矿调度室报告。停工区内瓦斯或二氧化

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碳浓度达到3.0%或其他有害气体浓度超过本规程第一百条的规定不能立即处理时,必须在24h内封闭完毕。

恢复已封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时,必须事先排除其中积聚的瓦斯。排除瓦斯工作必须制定安全技术措施。

防止工作面上隅角瓦斯积聚措施

A、工作面通风有效、稳定和连续不断。

B、保证工作面风流通畅。

C、工作面上隅角安装瓦斯传感器进行监测、并加强管理。

严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。

(6)对瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1.0%时,方可通电开动。

4、防止瓦斯引燃:严格控制和加强管理生产中可能引火的热源,放炮过程中严格执行“一炮三检”。井下电气设备搬迁或检修前,必须切断电源,检查瓦斯,在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时,再用与电源电压相适应的验电笔检验;确认无电后,方可进行导体对地放电。本设计井下选用的所有开关的闭锁装置均能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作。

井下普通型携带式电气测量仪表,必须在瓦斯浓度1.0%以下的地点使用,并实时监测使用环境的瓦斯浓度。

井下安监人员均配备有个体瓦斯检测设备。

5、采掘工作面均按《煤矿安全规程》的有关规定配备了矿井安全监测监控设备。

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6、防止瓦斯灾害事故扩大:回风斜井井口设置有防爆门,以防冲击波毁坏风机。井下建立有完善的隔爆设施。

7、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时,必须携带便携式甲烷检测仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪。安全监测工必须携带甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪。

8、使用局部通风机的掘进工作面,不得停风,因检修、停电等原因停风时,必须撤出人员,切断电源,恢复通风前,必须检查瓦斯。

(1)局部通风机必须指定人员负责管理,保证正常管理运转。

(2)压入式局部通风机和启动装置,必须安在进风巷中,全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入量。

9、井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接工作,如必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口方进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作,每次必须指定安全措施,并遵守下列措施:

(1)指定专人在场检查和监督。

(2)电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内,应是不燃材料支护,并应有供水管路,有专人负责喷水。上述工作地点应至少有2个灭火器。

(3)在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时,必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。

(4)电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中,瓦斯浓度不得超过0.5%,只有在检查证明作业地点附近20m范围内的巷道顶部

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和支护背板后无瓦斯积存时,方可进行作业。

(5)电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后,工作地点应再次用水喷洒,并应有专人在工作地点检查1h,发现异状,立即处理。

10、瓦斯安监系统:在采掘工作面以及与其相联接的上下顺槽中设置瓦斯报警仪,监测风流中的瓦斯动态,并将信息及时传送到地面控制室。在主要工作地点设置瓦斯断电仪,当瓦斯浓度超限时,及时自动切断电源。此外,配备个体检测设备。

11、消除井下引爆火源的措施

按《煤矿安全规程》要求严格实行明火管制,建立健全明火管理制度,切实做到:

1)、严禁携带明火下井;

2)、工业广场内的进、回风井口20m内严禁烟火;

3)、井下严禁使用电炉;

4)、井下严禁使用灯泡取暖;

5)、井口和井下电气设备必须有防雷击和防短路的保护装置;

6)、井下电焊、气焊作业必须严格按《煤矿安全规程》规定进行;

7)、严禁使用产生火焰的爆炸器材和爆破工艺;

8)、严格火区管理。

总之,矿井在生产和建设过程中,要对瓦斯引起足够的重视,严格执行《煤矿安全规程》之规定,采取一切必要的预防措施,避免灾害事故的发生。

建议矿方在今后的生产过程中要进一步加强对瓦斯的监测检控

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和管理,按规定每年进行瓦斯等级坚定,按鉴定结果采取对应措施,另外在采掘过程中及时探明采空区情况,并采取相应的安全措施。

第二节、矿井防治水

(一)、矿井开拓开采所采取的安全保证措施

1、矿井井口及工业场地位于山坡台地上,高出沟谷底4m以上,不会受到洪水的威胁。

2、井下掘进工作面配备了探水(注水)钻机和小水泵。

3、井下巷道沿煤层布置,在巷道的低洼处均设有集水坑并配备了小水泵。

4、井底车场附近设置有容量足够的水仓及排水设备,主排水泵房和主变电所分开布置,各通道内均设置有密闭门。

井下设主、副水仓满足矿井排水要求。当一个水仓清理时,另一个水仓能正常使用。

水泵房设2个出口,一个出口连接到副斜井井筒,并高出水泵房底板7.0m以上;另一出口连接到井底车场,在此出口通道内,设置有既能防水又能防火的密闭门,泵房和水仓的连接通道设有可靠的控制闸门。

(二)、防水煤(岩)柱留设

根据本矿的煤层赋存特征及周边邻近小煤矿的分布情况,防水煤(岩)柱主要为井田边界煤柱,依据《煤炭工业小型煤矿设计规定》规定,留设如下

1、防水煤(岩)柱种类

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以本矿井来说,防水煤岩柱主要有黄河防水煤(岩)柱。

2、防水煤(岩)柱留设与计算结果

A、井田边界防水煤柱20 m;

B、古(采)空区四周防水煤柱30 m;

C、断层煤柱

根据矿井精查地质报告,井田内没有大断层,设计对落差较小的断层不留煤柱,待查明若属于导水断层时,需按有关规定重新计算煤柱。

D、公路、铁路煤柱。

该井田内无公路、铁路及水体。

(三)、井下探放水措施

1、 探放水原则

A、采掘工作面必须坚持“有疑必探,先探后掘(采)”的原则。当采掘工作面有突水征兆时必须进行超前探水。

B、采掘工作面发现出水预兆;

C、突然发现断层,对另一盘的水文地质情况又不清楚;

D、接近有出水可能的钻孔;

E、采掘工作面接近各类防水煤柱线,为确保煤柱尺寸,要提前探明情况;

F、探水地区内掘进,一次掘进长度达到了允许掘进的长度,或探水孔的超前距已经达到规定的限度。

上述情况必须确定探水线进行探水,经探水确认无突水危险后,

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方可前进。

在进行探放水前,必须做好以下工作和准备好必要的设备、设施:

A、在探放水前必须编制探放水设计,并采取防止瓦斯和其它有害气体危害等安全措施:测量和探放水人员要亲临现场,依据探放水时编制的专项设计,确定探水孔的位置、方位、角度、孔深及钻孔数目。

B、清理巷道,挖好排水沟,保证流水畅通,探水钻孔位于巷道低洼处时,要配备与探放水量相适应的排水设备。

C、打钻前要加强钻场附近的巷道支护,并在工作地点迎头打好牢固的立柱和拦板。

D、设置好安全躲避硐;

E、制定通风方法和瓦斯检查制度:

F、在打钻地点附近安设专用电话。

G、选好避灾路线;

H、制定打眼放水措施,包括孔口装置、套管深度和套管固定方法;

I、制定钻机安装及钻机操作的安全措施。

J、矿井成立有探放水领导组,配备有6名专职探放水人员,并填写探放水日报。

K、掘进巷道接近断层时,或者水压、水量增大,发现有异常征兆时,要及时探水。

本矿采用单水平开采3号煤层,井下主水泵房布置在3号煤层,

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井下的积水可通过小水泵排到井下主水泵房,然后再经管子道通过副斜井排出至地面。

2、探放水措施

根据勘探地质报告,区内老窑较多,现均已关闭,当雨季大雨过后能形成短暂的洪水,洪水通过井口时会造成矿坑充水,但其积水情况不详,很可能给未来矿井造成突水水源。由于本次勘探地质报告中对一部分老窑控制勘查精度还不够,故建议矿方作进一步地质勘探工作,准确探明井田范围内各煤层采空区确切位置、分布范围、积水量多少,准确地填绘在矿区采掘工程平面图上,以便指导矿井做好探放水工作。

A、探水起点的确定

为了确保采掘工作面和人身安全、防止误穿积水区,设计对所有采(老)空区,根据勘探报告及矿方收集的采空范围及积水、积气情况,将采空区范围、水淹区范围、水位标高、积水量等资料填绘在采掘工程图上,经过分析画出三条界线:

(1)积水线:积水界线(小窑采空范围)即为积水线,其深部界线应根据小窑或老空的最深下山划定,因目前无资料,在开采前矿方必须调查清楚,并添绘到采掘工程图中。

(2)探水线:根据积水区位置、范围、地质及水文地质条件及其资料可靠程度、采空区和巷道受矿山压力破坏情况等因素确定。具体如下规定:

①对采掘工作造成的老空、老巷、硐室等积水区,根据目前掌握

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的范围及积水、积气情况资料,探放线至积水区的最小距离:煤层均按不得小于30m留设;岩层中按不得小于20m留设。

②对虽有图纸资料,但不能确定积水区边界位置的矿井的积水区,探水线之推断积水区边界的最小距离均按不得小于60m留设。

③对于有图纸资料的早期关闭小窑,探水线至积水区边界的最小距离均按不得小于60m留设;对没有图纸资料可查的小窑,必须坚持有疑必探、先探后掘的原则,防止透水事故发生。

(3)警戒线:沿探水线外推50~150m(在上山掘进时指倾斜距离)即为警戒线。

当掘进至对采空区留设的警戒线时,必须坚持有疑必探,先探后掘的探放水原则,必须编制探放水设计。并时刻观察有无突水征兆,其一般征兆如下:

① 煤层变潮湿、松软;煤帮出现滴水、淋水现象,且淋水可由小变大;有时煤帮出现铁锈色水迹。

② 工作面气温降低,或出现雾气及硫化氢气味。

③ 有时可闻到水的“嘶嘶”声。

④ 矿压增大,发生片帮冒顶及底鼓。

发现有突水征兆时,必须立刻停止掘进,并采用打钻强制放水的方法排放掉采空区内可能积存的老塘水,以免由此造成矿井突水。

另对采空区均按30m留设保护煤柱,保护煤柱不得开采。

B、预计水压较大的地区,必须留够保护煤柱,煤柱范围内不得开采。正式钻探水钻进前,必须先安好孔口管和控制闸阀,并在孔口

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管上加装压力计和流量表,根据水头压力和流量计算采空区积水量。孔口管的长度,根据水压和围岩性质在探放水设计中明确规定。孔口管与孔壁之间,必须灌注水泥浆固定,待水泥浆凝固后进行扫孔,扫孔后必须进行耐压试验,达到能承受设计水压后,方准继续钻进。特别危险的地区,必须预先采取开掘安全躲避硐,规定撤人的避灾路线等安全措施。

C、钻进时,发现煤岩松软,片帮、来压或在钻眼中水压、水量突然增大,以及有顶钻等异状时,必须停止钻进,但不得拔出钻杆,立即向矿调度室报告,并派人监测水情。如果发现情况危急时,必须立即撤出所有受水威胁地区的人员,然后采取措施,进行处理。钻眼内水压过大时,应采用反压和防喷装置的方法钻进,并有防止孔口管和煤(岩)壁突然鼓出的措施。措施内容包括背紧工作面(留出钻眼部分),在拦板外面加设顶柱或木垛,必要时还应在顶、底板坚固地点砌筑防水墙,然后方可打开钻眼放水。

D、钻孔放水前,必须先根据压力计显示水头压力数据,计算采空区积水量。并根据估计积水量和矿井排水能力和水仓容量,控制放水眼的流量,还必须时刻观测水压变化情况。钻孔放水时,必须设专人监测钻孔出水情况,测定水量,做好记录,遇有水量突然变化时,必须先进行处理,并立即报告矿调度室。在排水过程中,有被水所封住的沼气或其它有害气体突然涌出的可能,必须制订安全措施,报矿总工程师批准。

E、在安钻探水前,必须遵守下列规定:

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(1)加强钻孔附近的巷道支架,背好顶帮,并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板;

(2)清理巷道浮煤,挖好排水沟,清理水仓,检修排水泵;

(3)在打钻地点或其附近安设专用电话;

(4)确定主要探水孔的位置时,应由测量和负责防探水人员亲临现场,共同确定钻孔方位、角度、钻孔数目以及钻进深度。

F、井巷揭露含水层、地质构造前,必须编制探放水和注浆堵水设计。井巷揭露的主要出水点或地段,必须进行水温、水量、水质等地下水动态和松散含水层涌水含沙量综合观测和分析,防止滞后突水。

G、在水文地质条件清楚的前提下,用钻探方法经常探测煤层底板水的导升高度,因当导水高度上界进入或达到矿压破坏区时,往往易突水。

H、底板隔水层厚度达不到安全开采要求时,原则上必须进行疏水降压开采,有条件时,也可采取在加强排水能力前提下的分区隔离开采。

3、 探放水设备选择

根据《矿井通风安全装备标准》,井下探放水钻机选用型号为ZLJ-350A型,最大钻深200m,数量为2台。

(四)、地表防治水措施

1、地形、水系和汇水面积

井田属低山丘陵区,海拔最高为980m,最低为600m,相对高差

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380m。井田内大面积为基岩裸露区,仅在沟坡两侧零星为第四系黄土覆盖。

井田内无大的地表河流,水库等,主要水源为大气降水。雨季时节,沟谷有短暂洪流出现,流径不长。本区属黄河流域沁河水系。

主副井口、风井井口都设在两个小梁之间的冲沟上并靠近其中的一个梁,且影响井口上方小沟的洪水面积都不大,不具备形成洪流的条件。

2、开采塌陷、裂隙对地表水系和降雨渗漏的影响

经常派人查寻地面发现塌陷、裂隙及时充填,防止(或减少)地表水渗入地下。

3、地面水防治

井口上方小沟的洪水面积都不大,不具备形成洪流的条件,只有小面积内的山坡雨水。此范围内的雨水汇集于排水沟内引出场外。工业场地内的建筑物和井口不受洪水及山坡雨水之害。

回风井场地位于一条冲沟的上游末端地段,地处沟的西坡。井口上方汇水面积不大,仅0.08km2。场地东是自然排洪道,其坡度较大。沿自然排洪道场地一侧设有一道石砌防洪堤,给风井场地防洪提供了保障。风井场地井口及场地不受洪水及山坡雨水之害。

第三节、顶板灾害防治

1、影响矿山压力显现基本因素分析

3号煤层位于山西组中下部,上距下石盒子组底砂岩(K8)约30m左右,下距太原组K6灰岩8~14m,煤层厚5.69~6.69m,平均6.05m,

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煤层稳定,顶板为黑色泥岩,局部为砂质泥岩;底板为粉砂质泥岩或泥岩,煤层结构较简单,夹1~2层夹矸。井田内底板最大标高575m,最低标高495m。井田内地质构造简单,水文地质条件比较简单,无开采冲击煤层现象。

2、一般顶板冒落灾害的防治措施及装备

A、回采工作面顶板灾害预防:

根据煤层厚度及顶板岩性及采高,回采工作面顶板支护采用ZZP4000/17/35型支撑掩护式铺网液压支架127架,支撑高度为

1.7~3.5米,工作阻力4000KN。轻型综采工作面端头支护使用ZT7350/18/36支架4架;顺槽超前加强支护采用密集单体液压支柱,可有效预防回采工作面的顶板灾害事故的发生。采空区顶板管理采用强制放顶全部垮落法。 工作面液压支架选型计算见本设计6—3—2。

B、井下巷道支护方式

井下巷道除井筒及部分联络巷外全部沿煤层布置。主、副及回风立井井筒、硐室采用浆砌支护,井底车场、井下大巷、顺槽均采用锚喷支护。

C、回采工作面、端头支护及工作面两侧顺槽超前支护措施

机头、机尾采用ZT7350/18/36支架支护,机头、机尾各设两架进行。

工作面两侧顺槽超前支护采用单体液压支柱配合π型钢梁进行支护,单体液压支柱排距800mm,每排2柱,超前支护长度50m。支护段要加强维护,如有断梁折柱,要及时进行更换。

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D、矿山压力观测设备

根据《煤矿安全规程》的规定,参照《矿井通风安全装备标准》,设计配备了矿山压力观测设备。

第四节、矿井防灭火

据山西煤矿设备安全技术检测中心对该矿送检煤样的检验报告:自燃倾向测试情况为:自燃等级为Ⅲ级,为不易自燃煤。因此矿井防火的重点是防止外因火灾,在此仅叙述防止外因火灾措施。

1、电气事故引发的火灾防治措施及装备

A、井下机电设备硐室防火措施

井下主要机电设备硐室有主变电所和中央水泵房,设计采取以下防火措施:

(1)井下变电所、井下水泵房采用料石砌碹支护,通道中设有密闭门和防火栅栏两用门。

(2)在胶带输送机机头设置火灾报警装置和自动洒水灭火装置,同时胶带采用阻燃抗静电胶带。

(3)井下有完善的消防洒水系统。

(4)加强管理,及时清理机电设备硐室内的可燃物,消灭事故隐患。

(5)机电硐室内按规定配备消防器材。

B、井下电气设备的防火措施

井下变电所内高、低压配电设备的选型,严格遵守《煤矿安全规程》规定及要求,井下主变电所电压等级6/0.69kV,6kV和0.69kV

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母线均采用单母线分段接线方式,6kV配电装置选择矿现有BGP9L-6AK型矿用隔爆型高压真空配电装置,660V配电装置选择矿现有BKD1型矿用隔爆型低压馈电开关,变压器选用2台KBSG-400/6,6/0.69kV,400kVA 型矿用隔爆干式变压器。井下采区变电所电压等级6kV和0.69kV母线均采用单母线分段接线方式,6kV配电装置选择矿现有BGP9L-6AK型高压真空配电装置,660V配电装置选择矿现有BKD1型矿用隔爆型低压馈电开关,变压器选用KBSG-400/6,6/0.69 kV ,400KVA矿用隔爆干式变压器,其它配电点控制设备均为矿用隔爆型。

矿井井下供电电压为:6kV、1.14kV 、0.69kV及127V,井下变压器中性点不接地。

为防止地面雷电波侵入井下,由地面直接入井的设备机架、轨道、金属管路及铠装电铠的金属外皮等,均需在出(入)井口附近,将金属体作不少于2处的可靠接地,通信线路在入井处装设熔断器和防雷电装置,井下胶带输送机机架等有可能发生静电危害的管道和设备,均要连接成连续的电气通路并接地,且接地点不少于两处。

各电气设备正常不带电的金属外壳铠装电缆的金属外皮等均通过专用接地线按规程可靠接地。

通信线路在入井处装设熔断器和防雷电装置。

C、井下电缆的选择、敷设、连接

井下供电采用6kV下井。副斜井井底部设井下主变电所,两回电源引自地面10kV变电所10kV不同母线段。电缆经副斜井井筒敷

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设,电缆选择经计算确定: MYJV22-6/10,3×50mm2型矿用聚氯乙烯绝缘钢丝铠装聚氯乙烯护套阻燃电力电缆,长度2*800m,,当任一回电源电缆故障时,另一回能满足井下全部负荷用电。

井下固定敷设的高压电缆,选用MYJV22-6/10型煤矿用聚氯乙烯绝缘内钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆。非固定敷设的高低压电缆,均采用符合MT818标准的橡套软电缆。井下660V用电设备的电源电缆选用MY-0.38/0.66型煤矿用移动橡套软电缆,照明电缆选用MYQ-0.3/0.5型矿用移动轻型橡套软电缆。

上述电缆主芯线截面均根据负荷大小要求选择,并校验过设备的正常压降及起动压降,井下一律采用铜芯电缆。

井下水平巷道或倾角在30°以下的井巷中,除手持式或移动式设备的电缆外,其它电缆均采用在巷道壁或巷道顶板用电缆挂架敷设,挂架间距不超过3m;倾角在30°以上的井巷中,电缆用电缆卡子夹持装置敷设,电缆卡子间距不超过3m。高低压电缆敷设在巷道同一侧时,高压、低压电缆之间的距离大于100mm,高压电缆之间、低压电缆之间的距离大于50mm。

井下电缆需要连接的地方均用隔爆接线盒连接。在井下,橡套电缆的修补连接采用冷补方式。

D、井下电气设备的各种保护

井下主排水泵房水仓中设主接地极,井下各配电点及连接高压动力电缆的金属连接装置均设局部接地极。井下所有局部接地极和各电气设备的保护接地装置均均通过电缆接地芯线及屏蔽层相互可靠联

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接,并同主接地极相连,形成井下总接地网。接地网上任一保护接地点所测的接地电阻值均不超过2欧姆;每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值不超过1欧姆。

井下配电网路均设有过流、短路保护装置。井下动力变压器的高压控制设备设有短路、过负荷、接地和欠压释保护,主变电所高压馈电线上装设有漏电保护装置;低压馈出回路均装设有检漏保护装置,能自动切断漏电的馈电线路。40kW及以上的电动机均选用QJZ和QBZ矿用隔爆型真空磁力起动器控制,40kW以下的电动机均选用QBD矿用隔爆型磁力起动器控制。井下所有电机控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护控制功能。

本矿属高瓦斯矿井,在井下采区变电所另设2台KBSG-100/6,6/0.69kV,100kVA 型矿用隔爆干式变压器专供局扇用电,各掘进面局扇供电采用专用变压器、双电源自动切换专用开关、专用线路和风电、瓦斯电闭锁。其中双风机双电源自动切换开关选用QBZ-4*120/660SF型。

E、井下电气设备的检查、维护、修理和调整

电气设备的检查、维护和调整,必须由电气维修工进行。井下电气设备防爆性能遭破坏的,必须立即处理或更换,严禁继续使用。

电气维修工具体操作时,严格按照《煤矿安全规程》第四百八十八条、第四百八十九条、第四百九十条、第四百九十一条之规定执行。

2、带式输送机着火的防治措施及装备

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A、井下带式输送机选用阻燃抗静电输送带,托辊的非金属材料零部件和包胶滚筒的胶料均采用阻燃型,满足MT147-95标准要求。

B、带式输送机驱动装置、液力偶合器、电动机、制动器等胶带机所有电器元部件和部件均为防爆产品;液压站液力油采用阻燃介质。

C、巷道内有充分照明。

D、带式输送机配备带式输送机可编程电控成套装置,包括温度保护、烟雾保护和自动洒水等。

E、井下每台带式输送机设有自动洒水灭火装置,水源取自井下消防洒水供水系统。

F、带式输送机符合MT820-1999《煤矿井下用带式输送机技术条件》及GB10595《带式输送机技术条件》的规定。

3、其它火灾的防治措施及装备

A、本矿井地面设有完善的消防设施,以防止地面明火引发井下火灾。地面消防给水与生活、生产给水共用水源与给水系统。地面同一时间内火灾发生次数按一次计算,火灾地点按坑木场考虑,消防流量20L/s,火灾延续时间为6h,一次消防用水量为432m3,消防用水储存在清水池中,消防用水补充时间为24h。

消防采用临时高压制,平时消防泵关闭,发生消防时开启消防泵,同时关闭高山水池进水阀门以满足发生消防地点所需水量和水压。消防主管道呈环状布置。室外消火栓采用地下式。消火栓间距不大于120m,消防保护半径不大于150m,工业场地所有地面建筑均在消防

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环状管网及消火栓保护范围之内,确保工业场地地面建筑物及堆场的消防安全。

主斜井采用料石砌碹支护,井口房采用不燃性建筑材料,井口设置有防火门,可阻止地面明火入井。

在进、回风井口20m内严禁烟火,严禁携带明火下井。

地面设有消防材料库,有直通井口的轨道,并按规定配备了消防器材。

B、防止地面雷电波侵入井下

由地面直接入井的金属管路、轨道、铠装电缆及各种露天架空引入(出)的管路等,在井口附近将金属体做不少于2处的良好的集中接地。通信线路在入井处装设熔断器和避雷保护装置。

4、井下消防洒水系统

井下消防洒水采用合流制系统,水源来自处理后的井下排水,其水质符合井下消防洒水水质标准。井下消防洒水管路由地面V=600m3静压水池自流下至井底,并在适当位置设减压孔板减压后送至各消防及洒水使用点。井下消防洒水管路采用枝状管网,管材采用无缝钢管及焊接钢管,用快速接头连接。闸阀用法兰连接,管道敷设用管道支架固定在巷道侧壁上,或用支墩沿底板敷设。

井下消防布置原则:在采区变电所、消防材料库、胶带机机头、工作面进回风巷口等处设消火栓箱。并且在设置消火栓箱处同时存放L=25m、DN50mm水龙带2条和L=50m,DN25mm橡胶管,以及消火栓专用连接管件等。井下消火栓及消防支管出水口水压一般为

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0.4MPa,其它用水出水口水压一般不小于1.0MPa。在胶带输送机机头处设置自动灭火装置,以确保消防万无一失。

井下洒水器布置原则:在输送机卸载处、转载机转载点等地点设置圆锥型洒水器;在掘进头设鸭嘴型喷雾器;在回采工作面采煤机内外喷雾,工作面各转载点及支架间均设喷雾装置;在输送机卸载处下风方向15m~25m处设置一组风流净化水幕;在工作面进回风顺槽靠近上下出口30m内,掘进工作面据迎头50m内等,均设置矿井净化风流水幕装置。

为了减少采煤时煤尘产生量,考虑在工作面煤壁上采用开采前预注水作业。

另外在设有胶带机的运输巷道及斜井井筒每隔50m、其它大巷每隔100m设置带DN50阀门的三通支管,平时用于冲洗巷道,发生消防时可代替消火栓急用。

井下洒水装置系统每天净工作时间:回采工作面按8h计算,掘进工作面按6h计算,井下消防流量按7.5L/s计,每个消火栓计算流量按2.5L/s计算,同时使用两个消火栓。另有其他消防设备用水量为

2.5L/s。

5、井下防火构筑物

A、采煤工作面回采结束后,尽快在停采线附近的回采巷道内砌筑永久性密闭,最迟不得超过1.5个月,以便及时封闭采空区,防止浮煤自燃。

B、井下设有消防材料库,并按《矿井防灭火规范》(试行)贮存

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了足够的防灭火材料和工具。

【1】、《煤矿开采方法》

【2】、《矿井通风》

【3】、《采煤概论》

【4】、《矿山机械》

【5】、《井巷工程》

【6】、《矿山供电技术》

【7】、《煤矿地质学》

主要参考文献 煤炭工业出版社 中国矿业大学出版社 中国矿业大学出版社 中国矿业大学出版社 中国矿业大学出版社 中国矿业大学出版社 中国矿业大学出版社 58

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【8】、《工程图学》 中国矿业大学出版社

【9】、《山西阳城皇联煤业地质报告》

【10】、《山西阳城皇联煤业煤质检验报告》

致 谢

非常感谢长治职业技术学院煤矿开采技术专业的毕业设计工作指导老师王战元、姜老师在我大学的最后阶段——毕业设计阶段给我的指导,从最初的定题,到资料收集,到写作、修改,到论文定稿,他们给了我耐心的指导和无私的帮助。为了指导我们的毕业论文,他们放弃了自己的休息时间,他们的这种无私奉献的敬业精神令人敬佩,在此我向他们表示我诚挚的谢意。同时,感谢所有任课老师和所有同学在这两年半里给自己的指导和帮助,是他们都会了我专知识,

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教会了我如何学习,教会了我如何做人,正是由于在各方面取得显著的进步,在此向他们表示我由衷的谢意,并祝所有的老师培养出越来越多的优秀人才。

通过这一阶段的努力,我的毕业论文《皇联煤业矿井通风设计》终于完成了,这意味着大学生活即将结束,在大学结束阶段,我在学习和思想上都受益非浅,这除了自身的努力外,与各位老师、同学和朋友的关心、支持和鼓励是分不开的。

写毕业论文是一次再学习的过程,毕业论文的完成,意味着新的学习生活的开始,我将铭记我曾是长治职业技术学院的一名学子,在今后的工作中把在学校中学到的优良传统发扬光大。

再次感谢各位老师的教育和帮助!!

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