摘摘要要本设计矿井为七台河市铁东煤矿新井设计.doc

摘 要本设计矿井为七台河市铁东煤矿新井设计，本井区开采煤层为 57、60上、62、65，矿井井田边界西部为铁东煤矿 22 堪探线，东部 20 堪探线，白垩纪地层，上界为地面-100 标高，下界为-350m 标高，走向 965m，倾向360m，井田面积 347400 平方米，地质储量 257.9 万吨，可采储量 206.3万吨，服务年限为 6.34 年。本采区开采煤层 57、60 上、62、65 层，共四层，煤层倾角 23-50之间，采用斜井片盘开拓方式。倾角 40以下采用走向长壁后退式伪斜采煤法(高档普采或炮采)。 本设计矿井为抽出式建设矿井， 采用分区通风系统，矸石立井集中入风，由由采区总回风巷回风。 关键词 长壁后退式伪斜采煤法; 斜井片盘开拓方式; 矸石立井集中入风; 目 录 第一章 采区概况及地质特征 . 1 第1节 井田概况 .1 第2节 地质构造及断层 .2 第3节 煤层及煤质 .2 第4节 煤层顶底板物理力学性质 .3 第5节 水文地质 .3第6节 第六节 其它开采技术条件 . 4 第二章 井田开拓 . 5 第一节 井田境界及储量 . 5 第二节 采区设计生产能力及服务年限 . 5 第三节 井田开拓 . 5 第四节 巷道布置 . 5 第三章 大巷运输及设备 . 6 第一节 运输方式的选择 . 6 第二节 矿车 . 6 第三节 运输设备 . 7 第四章 采煤方法和采区布置 . 8 第一节 采煤方法及工艺 . 8 第二节 采区布置 . 8 第三节 巷道掘进 . 9 第四节 建井工期 . 11 第五章 通风和安全 . 12 第一节 概况 . 13 第二节 采区通风 . 13 第三节 灾害预防及安全装备 . 14 第六章 矿井提升 . 16 第一节 提升设备 . 16 第七章 电气 . 27 第一节 供电电源 . 27 第二节 井下供电 . 28 第三节 地面供电 . 28 第四节 安全监控 . 28 第八章 职业安全卫生 . 28 第一节 概述 . 28 第二节 职业危害因素分析 . 28 第三节 主要防范措施 . 29 第四节 机构设置 . 31 第九章 环境保护 . 31 第一节 概况 . 31 第二节 各种污染的防治措施 . 32 第十章 矿井主要经济技术指标 . 32 第一节 劳动定员及劳动生产率 . 32 第二节 原煤生产成本 . 35 第三节 技术经济分析与评价 . 35 致 谢 . 36 参考文献 . 37 中国矿业大学 2009 届专科生毕业设计(论文) 第 1 页第一章 采区概况及地质特征采区概况及地质特征第1节 井田概况 1、 交通位置新铁煤矿位于黑龙江省七台河市茄子河区铁山乡,行政区划隶属七台河市茄子河区，其东南距七台河市约 25km，地理座标为东经 1310453131110，北纬 454209454630。 图 1.1.1 交通位置示意图 2、 地理条件铁东煤矿下一采区位于铁东煤矿偏东 3.0 公里处，地面为丘陵坡地，杂草和树木。井口标高+229.5m。属寒温带，地表无河流和大的建筑物，对开采无影响。 3、 井田范围 本井区开采煤层为 57、60 上、62、65、矿井井田边界西部为铁东煤矿22 堪探线，东部 20 堪探线，白垩纪地层，上界为地面-100 标高，下界为-350m 标高，走向 965m，倾向 360m，井田面积 347400 平方米，地质储量257.9 万吨，可采储量 206.3 万吨。4、 气象、地震情况 本区属于寒温带大陆性气候，最高气温零上 3234，在 78 月;最低气温零下 3236，在 12 月翌年 1 月;年平均气温 33.5。由11 月至翌年 4 月为冻结期，冻结深度为 1.52.0m。年降雨量 300500 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 2 页 毫 m，多集中在 79 月，占全年降雨量 60%，年蒸发量为 8001000 毫 m，平均积雪厚度 500mm， 冬季以西北风主， 夏季多东南风， 风力一般 23 级，最大可达 78 级，春季多大风。 全年最大频率风向为西北风向，最小频率风向为东北风和东南风，最大风速为 16m/s。 七台河地区未发生过地震，根据全国地震分布图，七台河地区地震烈度为 VI 度。5、 地形地貌及水系 铁东煤矿现由两个勘探区组成，勃利煤田新铁精查区及勃利煤田大丰普终区，大丰普终区为新铁煤矿的后备区。 铁东精查区地貌为近东西走向的丘陵地形，地势是西北高、东南低。井田南部有一季节性河流-立新河，该河为茄子河的上游，河谷两岸为 平缓地带，地面标高一般为+200220m，河谷以北为丘陵，标高一般为+250280m。第2节 地质构造及断层 本采区内无大的地质构造及断层，局部小断层对回采无重大影响。第3节 煤层及煤质 新铁煤矿精查区地层勘探区内主要为中、新生界地层，含煤地层为:白垩系一统、城子河组和滴道组。 本采区煤系属于城子河组(城子河组中段) 。 城子河组:本组在本区为陆相含煤沉积碎屑岩组成，由深灰、灰白色粉砂岩、细中砂岩组成，常出现粗砂岩和含砾粗砂岩。总的来看比滴道组岩性要细，厚度为 1163m，含煤 42 层，煤厚 27.71m，可采和局部可采煤层16 层，煤厚 18.03m。煤层较稳定，标志层明显，对比清楚，为本区最有经济价值的含煤部位。根据岩性、岩相特征和含煤情况可分为上、中、下三段。 下段(含砾砂岩段): 下界自 109 号煤层顶部砾岩至上界 87 煤层顶部厚层粗砂岩，层段厚 237m，由含砾砂岩、粗砂岩、中砂岩、薄层粉砂岩、粉细砂岩互层、煤层等所组成，含可采煤层 3 层，可采煤层总厚度 3.14m，不可采煤层 5 层，厚度为 2.35m。在 98 号煤层上部有灰黑色泥质粉砂岩3-5m。本段底部有层间砾岩，厚约 15m 砾岩成份主要由花岗岩、石英班岩和少量凝灰岩砾组成，砾径 315cm，分选性差，滚园度较好，砂质充填，矽质胶结，质坚硬。 中段(粉细砂岩含煤):下界为 87 号煤层顶部粗砂岩，上界为 56 号煤 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 3 页 层顶板粗砂岩，层段厚 406m，由灰白灰-灰色粗、中砂岩、粉细砂岩互层、粉砂岩等组成，岩性由下往上逐渐变细，岩相由下部河床相为主，上部个别以河漫相为主。含煤 16 层，总厚 11.42m，其中可采煤层 6 层，可采煤层总厚 8.42m，可采煤层在下部间距大，上部间距小。 上段(粉砂岩、高灰分煤段):下界为 56 号煤层顶部粗砂岩，上界为桦山群猴石沟组底砾岩。本区 85218 孔控制层位最靠上，其实际控制厚度为458m，槽探控制厚度 60 余 m，合计实际控制 520 多 m。由 35 号煤层往上约150m 没有可采煤层，仅有四层薄煤。本段岩性比较细，仅 46 号煤层上部有 40m 粗砂岩，其余岩性以粉细砂岩互层为主，岩相以河漫相为主。含煤18 层，煤厚 10.80m，其中可采和局部可采 7 层，可采厚度 6.47m。 本采区煤系属于城子河组(城子河组中段) 。可采煤层包括 57、60 上、62、65 层。其中 57 层平均采高为 1.4m，60 上层平均采高为 1.3m，62 层层平均采高为1.8m， 65层平均采高为1.0m ， 煤层倾角38-52， 厚度 5.5m，煤种为焦瘦煤。煤层煤质松软，极易片帮。灰分 30%。挥发份 35%。 第四节 煤层顶底板物理力学性质 本区可采煤层为 57、60 上、62、65 层，煤层和结构为单、复结构，煤层为黑色，硬度和韧性小，质脆易碎，内生裂隙发育，贝壳状断口，层理清楚，断口平坦。原煤具有可选性。煤层顶底板大部中粗砂岩，胶结良好，岩石完整坚硬，遇水不膨胀，不松散。65 层顶板伪顶不好维护，应采用特殊方法。顶底板的岩性为中砂岩、粗砂岩、粉砂岩，底板的岩性为粉砂岩，中砂岩。中砂岩其抗压强度为 165.5-811.7kg/cm2，粗砂岩其抗压强度为 317.4-967.6kg/cm2，粉砂岩其抗压强度为 128.8-507.9kg/cm2，膨胀系数为 0.3-0.37 之间，煤层顶底板岩石坚硬。 第五节 水文地质 本区井上、下水文地质条件为含水层，隔水层特征及发育情况，断层导水性，现生产区域最大及正常涌水量;邻近采区周围小窑涌水和积水情况，一采区地表为丘陵区，局部位于立新河谷区。区内第四系地层总厚度510 米，其上分层为 0.40.5 米腐植土，中部 45.5 米厚的粘土，淤泥层，发育较稳定连续，隔水性能良好。下分层 14 米厚的砂砾含水层，发育极不稳定，最下部为风化基岩和煤层露头。立新河为季节性河流。本构最高洪水位+210 米。 本区内煤层含水层:6265 号层间含水层分布于 12 线以西的褶皱区西翼的广大丘陵区和斜坡区，平均厚度 48m，岩性以细砂岩为主，裂隙率1.16 条/m， 漏水次数占总漏水次数的 3.4%， 单位涌水量 0.278 公升/s.m， 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 4 页 渗透系数 0.388m/日。 根据本区地形地貌及岩层富水性，地下补给条件，排池条件和动态特征的差异性，本区为丘陵山地水文地质区。由于下一采区煤层埋藏深大气降水已不是矿井主要充水因素，矿井主要充水因素为层间含水层通水构造裂隙充水是矿井主要充水因素。以静储量消耗为主，局部来自采区积水。新铁煤矿属于水文地质条件较坚硬岩层裂隙充水的矿床，单位涌水量在0.0345-3.253 公升/秒米，现年平均涌水量为 237 米3/小时，最大涌水量为 406 米3/小时。从实际揭露的大中型构造来看，到目前为止未发生突水现象。断层导水性较差。本区内无小窑积水危险。防治水工作易于进行，水文地质条件为简单类型。 第六节 其它开采技术条件 1、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸性及煤的自燃: 本矿井 2006 年度矿井瓦斯等级和二氧化碳鉴定结果为: 相对瓦斯涌出量9.67m3/t， 绝对瓦斯涌出量为18.79m3/min; 相对二氧化碳涌出量3.67m3/t，绝对二氧化碳涌出量为 3.46m3/min。根据鉴定结果确定本矿井为低瓦斯矿井。煤尘爆炸指数为 19.5938.96，有煤尘爆炸危险。煤层自燃倾向性为二类，各煤层均无自然发火现象。 2、地温: 新铁煤矿平均地温梯度为每百米 2.75 度， 其地温梯度变化规律是由东向西，由北向南增高，以本区西南部地温梯度较高，但全区地温梯度都小于 3 度，经计算，本区属于地温正常区。 3、煤层顶、底板岩性: 本采区各煤层的顶底板为粉砂岩和细砂岩，多数煤层顶板好，部分煤层有伪顶，一般伪顶为粉砂岩和炭质页岩，直接顶为粉细砂岩，局部有中砂岩薄层，老顶一般为中粗砂岩。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 5 页 第二章第二章 井田开拓井田开拓 第一节 井田境界及储量 本井区开采煤层为 57、60 上、62、65、矿井井田边界西部为铁东煤矿 22 堪探线，东部 20 堪探线，白垩纪地层，上界为地面-100 标高，下界为-350m 标高，走向 965m，倾向 360m，井田面积 347400 平方米，地质储量257.9 万吨，可采储量 206.3 万吨。 第二节 采区设计生产能力及服务年限 一、采区设计生产能力及服务年限一、采区设计生产能力及服务年限 根据本采区煤层赋存条件及断层的影响，同时受大倾角的影响确定本采区年设计能力为 25 万吨。 二、服务年限二、服务年限 6.346.34 年年 本井区地地质储量 257.9 万吨，可采储量 206.3 万吨。 根据实际年设计能力为 25 万吨确定服务年限为 6.34 年。 服务年限应由下式确定:T=Z可/A*K 式中T=采区服务年限 Z可=可采储量 206.3 万吨 A=采区生产能力 25 万吨 K=储量备用系数取 1.3 经计算得:T=6.34 年 第三节 井田开拓 一、井筒用途一、井筒用途 布置及装备布置及装备 本采区采用片盘斜井布置，即:暗主斜井、运输下山，暗主斜井主要用于排矸、运人，辅助入风，动力电缆、通讯电缆的敷设，主排水管路铺设等。运输下山至井底，各片盘分设片盘煤仓，三吨底卸装仓架线机车拉运至井底主煤仓。井底车场与一水平主运大巷联通，主斜井铺设 420m 轻轨，24kg/m 轻轨，装备绞车运输。 二、井壁结构二、井壁结构 主暗斜井井筒部分为 10mm 厚锚喷支护。 第四节 巷道布置 本采区采用斜井片盘式布置，共划分 4 个片盘，其中主井 25 度全长590 米。运输上山设大倾角皮 1 米皮带，各片盘分设煤仓。根据集中运输布置，井底煤仓(-93m 标高)与主运输大巷(2300m)连通三吨底卸煤仓。煤仓处设一台调度绞车拉运三吨底卸车，由电机车牵引至井底主煤仓。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 6 页 第三章第三章 大巷运输及设备大巷运输及设备 第一节 运输方式的选择 一、运输方式选择一、运输方式选择 本采区为一水平为生产水平，大巷运输方式为运煤采用 ZK10-6/550型架线电机车牵引三吨底卸式矿车运煤， 辅助运输采用 ZK10-6/550 型架线电机车牵引一吨矿车及人车，采用 600mm 轨距轻轨、木轨枕。本采区采用1.0 米大倾角皮带运输。 二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度 本采区与五采共用五采主运巷，五采主运巷主石门断面 14.1m2，一采主运巷及进风配风巷支护方式采用锚喷支护(部分挂网)，巷道坡度按 7控制。主斜井断面 12.4 m第二节 矿车 一、矿车选型一、矿车选型 2 本采区水平一水平生产，矿车类型运煤采用三吨底卸式矿车，运矸及掘进煤采用一吨固定矿车，运送设备采用一吨或五吨平板车，运送材料采用一吨材料车，运送人员采用斜巷人车。三吨底卸列车，一列由 13 辆矿车组成;掘进煤车、设备和材料车采用混合编列，掘进煤车每列由 24 辆车组成(不包括材料车)，矸石列车亦按每列 25 辆车组成。 二、各类矿车数量二、各类矿车数量 三吨底卸式矿车及一吨固定式矿车数量按排列法计算，材料车平板车及人车按需要和有关规定确定。矿车规格特征见表 3-2-1，各类矿车数量见表 3-2-2。 表 3-2-1 矿 车 规 格 特 征 表 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 7 页 表 3-2-2 矿 车 数 量 表 顺序 矿车类型 型号 单位 数量 一吨固定矿车 2 一吨材料车 MG1-6B 辆 3 一吨平板车 MP1-6B 辆 4 斜巷人车 XRB15-6/6 辆 第三节 运输设备 本采区采用 1.0 米大倾角皮带运输， 起机长 512 米,倾角-170， 带速为1.6M/S,本机主拖动由一台 250KW 6KV 隔爆高压电机完成,另外还有一台 备注 1 MG1.1-6A 辆 180 含备用 5% 30 10 3 含备用 5% 1 辆头车，1 辆尾车 辅助电机,其作用是在载荷较小或空载是正力矩的情况下,启动整机,辅助电机的容量是 30KW 660V 隔爆低压电机.本机胶带使用钢丝绳胶带,胶带厚度为 1.5MM,宽度为 795MM.主滚筒尺寸为1000*950,辅助拖滚筒及尾滚筒尺寸为620*950,输送能力为 250-350 吨/小时。 采区矸石运输:顺槽及石门采用 5 吨蓄电池电机车(CDXT-5)牵引一吨固定矿车运输，中部车场、上部车场采用高、低道自滑，轨道下山采用单钩串车上提至采区上部车场。 井底煤仓原煤拉运采用三吨底卸矿车架线机车牵引， 每列 12 节矿车运输。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 8 页 第四章第四章 采煤方法和采煤方法和采区布置采区布置 第一节 采煤方法及工艺 一、采煤方法选择一、采煤方法选择 本采区开采煤层 57、 60 上、62、65 层， 共计四层，煤层倾角 2350之间，倾角 40以下采用走向长壁后退式伪斜采煤法(高档普采或炮采)。 二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 一采共布置两个采煤工作面，57 右四片、57 左四片采煤工作面，工作二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型面均采用高档普采工艺，采煤、装煤利用 MG80/200-BW 单滚筒采煤机，运煤采用 SGB-630/150C 可弯曲刮板运输机，采煤工作面下顺槽设 SZQ-40 型桥式转载机及 SPJ-800 皮带运煤。 三、工作面顶板管理方式、支架设备选型三、工作面顶板管理方式、支架设备选型 高档普采面均采用全部陷落法管理顶板， 工作面支护采用 DZ 型单体液压支柱带帽点柱支护。 四、工作面回采方向与超前关系四、工作面回采方向与超前关系 工作面回采方向为后退式，即从开采边界向下山方向推进。 工作面之间超前关系:一采两个工作面 57 右四片、57 左四片，均采用高档普采;57 层与 60 上层间距 50m 左右有压层关系，57 右四片采煤工作面超前 60m。 五、采区及工作面回采率五、采区及工作面回采率 本矿井煤层以薄煤层为主、采区回采率不低于 85%;工作面回采率不低于 95%97%(中厚煤层不低于 95%)。 六、生产时主要材料消耗指标六、生产时主要材料消耗指标 主要材料消耗指标如下: 坑木:55m3/万吨 火药:800kg/万吨 雷管:1600 发/万吨 第二节 采区布置 一、采区工作面布置一、采区工作面布置 一采布置二个采煤工作面，采煤工作面回采率中厚煤层不低于 95%，薄煤层不低于 97%，煤的容重取 1.35t/m3。 二、开采顺序二、开采顺序 57、60上、62、65由前向后,由上至下依次序开采。 三、三、采区尺寸、巷道布置采区尺寸、巷道布置 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 9 页 1、采区尺寸 一采走向长 965m，倾斜宽 360m 2、采区巷道布置 一采:在 20 线附近按 25倾角同层位布置二条下山(轨下、运下)，煤层联络采用前、后石门，布置各片车场，各片煤仓、采区煤仓，二条下山均送至井底(-350m，八片)，在八片车场附近布置水泵房、水仓。 装车点:一采采用采区石门装车站，采用主运大巷装车站。 硐室:采区变电所、采区水仓、采区充电整流硐室。 四、采区煤、矸运输和辅助运输方式及设备选型，采区通风和排水 1、 采区煤炭运输: 采煤工作面煤通过刮板运输机或自滑转载至顺槽皮带石门皮带片盘煤仓运输机上山皮带采区煤仓通过三吨底卸运至一水平煤仓经钢带机运至地面。顺槽及石门皮带采用 SPJ-800 型，运输机上山皮带采用普通皮带或大倾角皮带 2、 采区矸石运输: 顺槽及石门采用 5 吨蓄电池电机车(CDXT-5)牵引一吨固定矿车运输，中部车场、上部车场采用高、低道自滑，轨道下山采用单钩串车上提至采区上部车场。 3、 采区辅助运输: 利用轨道下山绞车下放或上提材料、 设备、 人员(一吨材料车 MC1-6B、一吨平板车 MP1-B、斜巷人车 XRB15-6/6)，材料车、设备车具体运输线路为五采区主运大巷采区上部车场轨道下山中部车场石门进入采煤工作面，采区主运大巷利用 10 吨架线电机车ZK10-6/550 牵引，上部车场、中部车场利用高低道自滑，轨道下山利用绞车提升，石门及顺槽利用 5 吨蓄电池电机车 CDXT-5 牵引。 4、 采区通风: 采用分区通风,抽出式通风方式.通风路线为矸石立井一水平主石门采区主运大巷采区上部车场采区轨道下山中部车场区段运输石门采煤工作面各煤层回风下山四片回风石门一采总回风巷地面。 5、 采区排水供水系统: 排水:工作面污水经顺槽水沟(局部反坡设泥浆泵) 石门水沟中部车场水沟轨道下山水沟采区最下片车场水沟最下片石门水沟采区水仓(主、付仓)再经采区水泵房水泵轨道下山排水管路排至采区上部车场水沟采区主运大巷水沟主石门水沟主斜井井底车场水沟一水平中央水仓。 供水:运输区运输大巷五主运八片水仓 第三节 巷道掘进 一、巷道断面和支护形式一、巷道断面和支护形式 1、巷道断面 四、采区煤、矸运输和辅助运输方式及设备选型，采区通风和排水 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 10 页 巷道断面在满足运输、安装、管路敷设、电缆敷设、检修、行人、施工的前提下，对于本矿井主要是满足通风要求，井底车场、主运大巷、一采总回风大巷、采区两条下山，火药库等均采用半圆拱形断面，采区其它准备巷道根据围岩情况可采用半圆拱形断面或圆孤拱形断面，顺槽巷道根据煤层倾角情况可采用梯形断面，也可采用拱形断面。井底车场、主运大巷(含配风巷)净断面一般在 15m2左右，回风大巷净断面在 1520m2左右，采区内开拓巷道及准备巷道净断面一般在 10m2左右，采区内硐室净断面一般在 1015m2左右，采区顺槽净断面一般在 6m2左右，井底车场硐室净断面在 10m2以上。 2、巷道支护形式 全岩巷道或硐室采用锚喷砼或挂网锚喷砼支护(视围岩情况)，砼标号不低于 C20。 顺槽巷道支护方式采用锚杆、 金属 U 型支架、 木棚等(视倾角、顶板稳定情况定)。 二、巷道掘进进度指标二、巷道掘进进度指标 岩石平巷:120m/月，半煤岩平巷:200m/月，煤巷:300m/月，下山:95m/月。 三、掘进工作面个数、组数、掘进的机械设备三、掘进工作面个数、组数、掘进的机械设备 全采区掘进工作面个数共计 4 个，其中半煤岩 3 个(采区)，开拓岩巷1 个。 掘进工作面机械设备有:风钻 7655 两台，风镐 03-11 一台，耙斗装岩机 P-30B 一台，局扇 JBT52-2 一台。 四、矿井生产时采掘比例关系，掘进率和矸石率的预计四、矿井生产时采掘比例关系，掘进率和矸石率的预计 矿井实际生产时采掘比为 2:1 左右，掘进率 214m/万吨。 三采设计井巷总工程量总长度为 7739m。表表 4 4- -3 3- -1 1 井巷工程量汇总表 井巷工程量汇总表 顺序 项目名称 巷道长度(m) 备注 1 2 3 井筒 井底车场及硐室 采区 840 1260 16460 16460 3100 10000 3360 4 合 计 岩巷 半煤岩巷 煤巷 其中 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 11 页 第四节 建井工期 一、施工准备的内容与进度一、施工准备的内容与进度 根据本采区工程主要内容为矿井的开拓系统及通风系统的形成，主斜井、运输下山、井底车场、各片盘前后石门东翼主运大巷道及其配风巷等;地面工程主要为工业场地建筑物的建设。 根据采区井的具体条件，在详细调查矿井的地形、地貌、地质、水文，熟悉地质报告的基础上，结合编制施工组织设计相关规定，为缩短矿井建设工期，设计采用多工序平行作业、立体交叉作业方式，其施工准备期为 10 个月。开工前的主要工程准备有: (一)建立测量控制系统，完成井筒检查孔。 (二)完成四通一平工程，主要工程项目有: 1、平整井口周围场地，使之达到满足提升绞车、稳车安装及有关其它建井设施建设要求;平整扇风机房等建筑物周围场地，为这些建筑施工做好准备;平整材料库、棚周围场地，使之满足材料堆放及材料库施工准备的要求。 2、修筑必要的施工简易道路。 3、架设工业场地的永久输电线路。 4、架设永久通信线路。 5、铺设永久输水管线。 (四)完成必要的工业设施和生活福利设施，尽可能利用永久设施施工。 (五)完成必要的大临工程，如排水、供热和采暖系统及必要的临时管线。 (六)切实做好施工前的物资准备及有关设备设施安装，择优落实施工队伍，并要组建一个强有力的领导班子，安排落实好各项措施。 以上全部工作，初步安排约 10 个月。 二、矿井设计的移交标准二、矿井设计的移交标准 根据采区所需工程量，采用一次性完成方式。 采区的移交标准为:即一次完成本次设计所确定的全部井巷工程、井上下各生产系统、生产设施等矿、土、安工程，并的矿井安全生产要求。 三、井巷施工平均成巷进度指标三、井巷施工平均成巷进度指标 根据煤炭工业矿井设计规范 ，参照近年来煤炭行业高产高效 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 12 页 矿井的实际经验，并结合七台河矿务局近年来施工进度情况，选用进度指标如下: 1 2 3 4 5 井 筒 90m/月 120m/月 108m/月 95m/月 1500m3/月 岩巷巷道(平巷) 岩石巷道(上山) 岩石巷道(下山) 硐 室 四、关于加快建井的措施和建议四、关于加快建井的措施和建议 为确保矿井工期和工程质量，要求建设单位、监理单位和施工单位积极配合。矿井建设以招标方式，择优选择施工队伍，进一步完善发承包责任制，加快施工进度;合理安排施工工序，矿建、土建、机电安装各工种之间应密切配合，重点工程组织攻关;抓住矿井建设的主要矛盾线，创造良好的作业环境和施工条件，以确保施工组织的实施。 第五章第五章 通风和安全通风和安全 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 13 页 第一节 概况 一、本采区瓦斯、煤尘、自燃、煤和沼气突出及一、本采区瓦斯、煤尘、自燃、煤和沼气突出及地温情况 地温情况 本矿井 2006 年度矿井瓦斯等级和二氧化碳鉴定结果为: 相对瓦斯涌出量 9.67m3/t，绝对瓦斯涌出量为 18.79m3/min;相对二氧化碳涌出量3.67m3/t，绝对二氧化碳涌出量为 3.46m3/min。根据鉴定结果确定本矿井为低瓦斯矿井。 煤尘爆炸指数为 19.5938.96，有煤尘爆炸危险。 煤层自燃倾向性为二类，各煤层均无自然发火现象。 矿井为正常地温矿井。 二、沼气等级及地温变化的预计二、沼气等级及地温变化的预计 随着开采深度的增加，沼气等级仍为低瓦斯矿井，根据二采实际生产情况，瓦斯浓度有增加的趋势，预计矿井瓦斯梯度每百 m 约增加 0.5m3/t，至-100m，矿井相对瓦斯涌出量预计在 5m3/t 左右。 随着开采深度的增加，地温虽有所增加，新铁煤矿平均地温梯度约为每百 m2.75计算，延伸开采时地温仍为正常地温区。 第二节 采区通风 一、通风方式和通风系统一、通风方式和通风系统 (1) 通风方式:本矿井为建设矿井，即抽出式。 (2) 通风系统:采用分区通风系统，矸石立井集中入风，由由采区总回风巷回风。 二、掘进通风及硐室通风二、掘进通风及硐室通风 1、掘进通风:新鲜风由局扇 JBT52-2 型(28KW)通过600 阻燃抗静电风筒压入，乏风由全负压机械抽出。局扇设有消音装置，同时设有三专及风电瓦斯闭锁装置。 2、硐室通风 井下、采区充电整流硐室、采区变电所采区水泵房、以上各主要机电硐室均采用独立通风，其余硐室设于新鲜风流中串风。 采区充电整流硐室 一采、 充电整流硐室其独立通风路线为: 采区轨道下山四片车场充电整流硐室四片石门采区回风巷。 (2) 采区变电所 一采采区变电所独立通风路线为:采区轨道下山四片半片车场采区变电所采区回风巷。 三三、采区风量、负压及等积孔计算、采区风量、负压及等积孔计算 1、采区风量计算 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 14 页 根据新铁煤矿实际配风经验， 采煤工作面配风 300m掘进工作面配风 200m采区充电整流硐室配风 100m采区水泵房、变电所(独立通风的)各配风 80m运下尾部配风 100m风量 Q=K通(Q 采+Q掘+Q硐+Q其它) (1)一采配风量: Q1=1.2(2300+7200+100+80+80) =2712m= 45.2m2、负压计算 按沿程阻力 H=LPQ算方法计算。 一采经通风阻力计算，采区通风阻力为:239.93mmH2O 3、等积孔计算 4 .14638. 038. 0mh从以上计算看，矿井通风较容易 3/min， 3/min， 3/min， 3/min， 3/min，风量备用系数取 1.2。 3/min 3/s 2/S3，以及沿程阻力的 10%作为其它各种阻力的计23 . 3=08.281QA= 四四、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 1、通风设施 主要通风设施有:风门、调节风门、密闭、防爆门等。 2、防止漏风措施 (1)所有通风构筑物必须保证安装质量。 (2)必须及时封闭采空区，砌筑好永久密闭。 (3)回风井井颈段必须保证砌碹质量。 (4)留设好各种隔离煤柱。 3、降低风阻的措施 (1)尽量采用阻力系数小的支护方式， 如锚喷支护， 并保证巷道光滑(采用光爆)。 (2)巷道拐弯处尽量曲线过渡或抹角。 (3)及时清除巷道中无用的堆积物，即不留浮货。 (4)确保通风断面符合规程、规范要求。 第三节 灾害预防及安全装备 一、预防沼气和煤尘爆炸的措施一、预防沼气和煤尘爆炸的措施 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 15 页 本采区为低瓦斯矿井，有煤尘爆炸危险，为了保证矿井安全，在施工、生产过程中必须严格执行煤矿安全规程有关规定，建立井下安全监测系统，制定井下灾害预防措施，对瓦斯、煤尘等灾害，进行早期预防预报，切实防止灾害的发生。 1、瓦斯爆炸的预防 井下除了设置多种类的集中检测传感器外， 还配备光学瓦斯检定器和便携式瓦斯检测报警仪，并配备瓦斯报警矿灯和风电瓦斯闭锁装置。 对下列地点还需设有矿井集中监测传感器和断电仪连续监测控制瓦斯浓度。 (1) 采区总进风道和采区进风道，设风速传感器。 (2) 采区扇风机风硐内设一组包括瓦斯、风速、负压遥测传感器。 (3) 采煤工作面、掘进工作面分别设甲烷传感器和甲烷断电仪。 (4) 采区回风和总回风道测风站应安设遥测传感器和风速传感器。 (5) 按井下在册人员配备化学氧自救器。 2、煤尘爆炸的预防措施 为了防止煤尘爆炸，对煤炭转载点均安设喷雾洒水装置，并定期清扫、冲洗、粉刷巷道，相邻采区之间的巷道及各采煤工作面的上、下顺槽增设煤尘爆炸隔爆水袋和水槽，掘进工作面采用湿式凿岩水炮泥降尘。 二、预防井下火灾的措施二、预防井下火灾的措施 为了防止火灾事故时烟火漫延， 在充电整流硐室及采区变电所采区水泵房的通道内，设置防火门或防火栅栏两用门。按矿井防灭火规程要求配备一定数量的消防材料备品。 爆破材料库及主要机电硐室内配备二氧化碳灭火器、干粉灭火器等，所有灭火器材必须定期检查并及时更换，确保所有器材都能随时有效地进行灭火。 为了更有效的灭火， 矿井还配备机械灭火设备，如 BGP-200、BGP-400 型防爆对旋电动发泡机和 SGP-180 型水力高倍数泡沫灭火机。 三、粉尘的综合防治三、粉尘的综合防治 1、煤层注水， 2、水封爆破与水炮泥， 3、喷雾洒水， 4、湿式钻眼， 5、冲洗巷壁，清扫巷道， 6、选择合理风速(通风除尘)， 7、采用捕尘器捕尘， 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 16 页 8、风流净化， 9、个体防护。 四、预防井下水灾的措施四、预防井下水灾的措施 在主斜井井底车场设主排水仓， 来自各片盘的涌水汇入水仓， 经水仓井下中央水仓统一排至地面。 当开采或掘进接近断层、裂隙钻孔附近时，要提前打钻探水，做到先探后掘，防止出现突然涌水。 五、井下安全监控设备选型及布置，自救器的配备 井下安全监控系统选用 KJF-200 煤矿安全监测系统，瓦斯传感器选用KGJ-7 型、煤仓煤位传感器选用 KG100B 型，风门开关传感器选 GK-12 型、五、井下安全监控设备选型及布置，自救器的配备风筒开关传感器选用 BF-3 型、设备开/停传感器选用 KJFK-1 型、风电瓦斯闭锁装置选用 FDZB-1A 型。瓦斯传感器设于采掘工作面;采区主运巷、采区回风巷、采区轨道上山、回风井风硐均设置风速传感器;回风井风硐设负压传感器; 采区煤仓及井底煤仓设煤位传感器; 采区上部车场及相关中部车场行车风门设风门传感器; 掘进工作面设风筒开关传感器; 局扇及主扇设开停传感器;掘进工作面设风电瓦斯闭锁装置。 自救器选用化学氧自救器 QSR-40，配备标准下井人员每人一台，并考虑 10%的备用量。 六、矿山救护六、矿山救护 本矿井工业广场距七煤公司救护大队 25km，距七台河矿务局富强矿救护中队 2.5km， 七台河矿务局常备救护大队及邻矿富强矿救护中队均可在 15分钟以内(低于 30 分钟)到达，根据煤矿安全规程有关规定，本矿井不设救护队， 矿山救护由七台河矿务局救护大队与富强矿救护中队承担。 矿井设辅助救护队，标准按救护小队配备，人员兼职。 第六章第六章 矿井矿井提升提升 第一节 提升设备 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 17 页 一、提升方式一、提升方式 本矿井采用斜井片盘开拓方式。 (一)设计依据: 1、轨道下山斜长:590m，上山倾角:25 2、矸石量:0.1225Mt/a 4、最大班下井人数:90 人 5、矿车:MG1.1-6A，自重 610kg 6、提升方式:单钩串车提升 7、上、下甩车道长度:LH=LB=30m 8、雷管:1273 发/d 9、火药:636kg/d 10、坑木:8.0m3/d 11、人车:YR15-6/6，一头一尾，三节 (二)选型计算 1、一次提升量: CATQ3600式中:C-不均衡系数 C=1.25; A-矸石量 ,A=70000t/a; b - 年工作天数，330d; t - 日提升时间， 16h; T - 一次提升时间，T=(0.27Lt+69)2=624s Lt - 提升长度 Lt =LH+LB+L=30+30+840=900m 2、根据三环链强度计算最大下放矸石串车数ttb02. 5=36001633062412250025. 1= ()()(辆)4 . 8 = )17cos01. 017)(sin6101750(6000cossin60001+=+fQQnZK 式中:QK-矿车载重 QK=1750 公斤 QZ-矿车自重 QZ=610 公斤 f1-矿车阻力系数 f1 = 0.01 根据经验，一次上提串车数取 8 辆。 3、钢丝绳的选择 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 18 页 ()()cossin2+fLm 2.79kg/m )17cos2 . 0+17(sin9307.5170001.1)0.01cos17(sin17610)(17508 1 . 1cossin)(1=+=+=fQQnPCzkK 上式中:- 钢丝绳抗拉强度 =17000kg/cm2; m - 钢丝绳安全系数 m =7.5; f2 - 钢丝绳阻力系数 f2 =0.2; LC - 钢丝绳悬垂长度 LC=LH+LB+L+30=30+30+840+30=930m; f1 - 矿车阻力系数 f1 =0.01; 选取 67-30-170-I-Z 型钢丝绳，Pk=3.224kg/m，Qs=57350kg。 4、安全系数验算 (1)上提矸石: (sin)cos) cos)(sin(21fPLfQQnQmKCzks+= (sin)5 . 702. 8=17cos2 . 0+17224. 3930)17cos01. 0+17(sin)6101750(857350+= (2)上提人员 (sin)cos) cos)(sin(21fPLfQQnQmKCzks+= (sin)98 .1417cos2 . 0+17224. 3930)17cos01. 0+17(sin)70405200(57350=+= 所以满足煤矿安全规程中对钢丝绳安全系数的要求。 5、提升机的选择 (1)滚筒直径: Dt=60d=6030=1800 (2)选用 JKB2.5/20 型防爆提升机 直径 D=2500 毫 m 滚筒宽度 B=2000 毫 m 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计(论文) 第 19 页 最大静张力及最大静张力差 FZ=FC=9000 公斤 (3)滚筒宽度验算 ( )2.53.140m