采矿工程毕业设计（论文）-老洼地煤矿30万ta井田设计.doc

贵州大学采矿工程毕业设计（论文）贵州大学采矿工程毕业设计主要参考文献（资料）：（1）徐永圻等，煤矿开采学，中国矿业大学出版社，1999；（2）冷金龙等，矿山井巷工程量计算手册，河北科学技术情报研究所出版，1984；（3）陈炎光等，中国采煤方法，中国矿业大学出版社，1991；（4）徐永圻等，中国采煤方法图集，中国矿业大学出版社，1990；（5）张荣立等，采矿工程设计手册，煤炭工业出版社，2003；（6）张国枢等，通风安全学，中国矿业大学出版社，2000；（7）王家廉等，煤矿地下开采方法，煤炭工业出版社，1985；（8）杨坚等，矿井提升运输选型设计，煤炭工业出版社出版，1981；（9）煤矿安全规程，煤炭工业出版社，2006；（10）煤炭工业矿井设计规范，中国计划出版社2006；（11）井巷工程，中国矿业大学出版社，1985；（12）矿山供电，中国矿业大学出版社，1995；（13）运输与提升，中国矿业大学出版社，1996；（14）煤炭井巷工程综合预算定额，煤炭工业出版社出版，2008。专业班级：采矿工程2010级函授班学 生：指导老师： （签字）系 主 任： （签字）中国是世界最大产煤国，煤炭在中国经济社会发展中占有极重要的地位。煤炭是工业的粮食，我国一次能量消费中，煤炭占75%以上。煤炭发展的快慢，将直接关系到国计民生。作为采矿专业的一名学生，我很荣幸能够为祖国煤炭事业尽一份力。毕业设计是毕业生把大学所学专业理论知识和实践相结合的重要环节，使所学知识一体化，是我们踏入工作岗位的过度环节，设计过程中的所学知识很可能被直接带到马上的工作岗位上，所以显得尤为重要。学生通过设计能够全面系统的运用和巩固所学的知识，掌握矿井设计的方法、步骤及内容，培养实事求是、理论联系实际的工作作风和严谨的工作态度，培养自己的科学研究能力，提高了编写技术文件和运算的能力，同时也提高了计算机应用能力及其他方面的能力。该说明书为老洼地煤矿30万t/a井田设计说明书，在所收集地质材料的前提下，由指导教师给予指导，并合理运用平时及课堂上积累的知识，查找有关资料，力求设计出一个高产、高效、安全的现代化矿井。本设计说明书从矿井的开拓、开采、运输、通风、提升及工作面的采煤方法等各个环节进行了详细的叙述，并进行了技术和经济比较。论述了本设计的合理性，完成了毕业设计要求的内容。同时说明书图文并茂，使设计的内容更容易被理解和接受。老洼地煤矿30万t/a井田设计说明书1.矿区概况及井田地质特征1.1位置、范围和交通1.1.1位置 矿区位于盘县新县城南东178,处于梓木戛井田东翼，属盘县乐民镇所辖。 1.1.2范围根据贵州省国土资源厅文件（黔国土资矿管函20071553号）“关于解决煤矿资源合理配置、调整六盘水市部分煤矿矿区范围的批复”（贵州省国土资源厅，2007.9.28）划定的矿界： 扩界后矿区拐点坐标 点号X坐标Y坐标纬度经度12835020.0035446590.00253716104 280522836700.0035446900.00253810104 281632835940.0035447940.00253746104 285342835450.0035447680.00253730104 284452834300.0035447680.00253652104 284462834300.0035446700.00253652104 2809矿区面积：2.1821k , 采矿标高：+ 1900-+1600m扩界后该煤矿采矿权范围由6个拐点坐标圈定，面积2.1821 km2，生产规模为30万吨/年，开采标高+1900+1600m。1.1.3交通乐红公路从井田外缘经过，有象鼻岭至梓木戛简易公路接通煤矿，距乐红公路5km。矿山距盘县县城（红果）18km,距盘县乐民镇12km,交通运输条件较为方便。 1.2自然地理（一）地形地貌区内地处云南高原向黔中高原过渡的斜坡部位，是南、北盘江及其支流的分水岭地带。矿区所处地势较高，地形切割较大，最高点为平川老堡2259.36m,最低为梓木戛下寨1825m左右,相对最大高差 430m。本区地貌、地形及形态受地质构造和地层岩性控制，因为各地层岩性差异，切割成复杂地形形态。向斜东西两翼的凝灰岩、玄武岩,为区内形成高峻同向坡之单面山，向斜东翼切割成“V”形山谷，飞仙关组地形陡峭，沟谷发育，与煤系地层成一反向坡，飞仙关组中上层是本区分水岭，该层裂隙水沿沟而下汇入煤系地层槽沟，煤系地层较为低平，地形平缓，顺煤层走向形成槽沟，总观全区地形地貌属侵蚀构造地貌类型。（二）气象煤矿所在区域属亚热带温暖湿润气候区，年平均气温14.7,年平均降雨量1057.1mm，年平均日照时数1114.3小时，无霜期265天，雨季多在58月，枯季多在12月至次年3月。（三）地震根据中华人民共和国建设部2001年7月联合发布的建筑抗震设计规范（GB500112001）的规定，井田范围内地震烈度为6度区。 1.3地层及构造区域地层出露有二叠系二叠系下统茅口组（P1m ）、二叠系上统峨眉山玄武岩组（P2）、二叠系上统龙潭组（P2l）、二叠系上统长兴组（P2c）、三叠系下统飞仙关组（T1f）及第四系（Q）地层。本矿区区域上位于扬子准地台（）上扬子台褶带（）黔西南迭陷褶断束（）的西部，位于盘关向斜东翼的西段，总体呈一单斜构造，地层走向北东30左右，倾向北西，倾角约20。地表未发现褶曲。矿井中部范围发育两条断层（F43、F44），一条断层（F43），地层断距约20m，一条断层（F44），地层断距约10m，性质为逆断层。煤层中局部地段有断距为12米的小型断层，对煤层连续性破坏不大。综上所述，矿区内构造发育程度中等，构造复杂程度属中等复杂型。 1.4煤层区内含煤地层为二叠系上统龙潭组（P3l），为浅灰色、灰色及深灰色，薄至中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤层组成。含腕足类及瓣鳃类动物化石，产大量植物化石，见栉羊齿化石等。1）含煤性矿区内含煤岩系为上二叠统龙潭组上部，含煤6层，其中矿井范围内可采煤层二层（M3、M7）,其中M9为局部可采煤层。M12煤层上距M10煤层21米，下距M17煤层16.7米。矿井现开采M3煤层。含煤岩系总厚180200米，平均厚190米，含煤总厚7.30米，含煤率3.84%。2）可采煤层矿区主要可采煤层为M3、M7层，由上到下叙述如下：（1）M3煤层位于龙潭组上部，全层厚1.8m-2.68m,一般厚2.20m。上距灰岩底界约30米，层位及厚度稳定。矿区附近曾有老硐开采。厚度1.852.30米，平均厚2.07米，中部常夹二层炭质粘土岩夹矸，夹矸厚0.05-0.24m。顶板：为粉砂岩与薄层状、透镜体状菱铁矿互层。底板：直接底板为灰色泥岩，强度低，遇水易膨胀、软化，表现为底鼓现象，为不稳定底板。（2）M7煤层位于龙潭组上部，全层厚2.050.51米，一般厚1.21米，上距M3煤层34.41米，煤层中部常夹一层炭质泥岩夹矸，夹矸厚0.070.25米。煤层层位较稳定，为区域主要可采煤层之一。顶板：直接顶板为泥质粉砂岩，局部为粉砂质泥岩，强度低，易风化崩解，遇水易膨胀、软化，为不稳定顶板。底板：直接底板为粉砂质泥岩，强度低，遇水易膨胀、软化，表现为底鼓现象，为不稳定底板。1.5水文地质1、矿区岩层的含水性特征矿区内地层富水性（由下至上）：（1）二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3)（2）二叠系上统龙潭组(P3l)弱含水层（3）二叠系上统长兴组（P3c）岩溶裂隙含水层（4）三叠系下统飞仙关组（T1f）裂隙水含水层（5）第四系(Q)弱含水层2、充水因素分析1）充水水源矿井充水水源主要为地下水、雨季地表冲沟水、老窑积水。2）、充水通道（1）岩石天然节理裂隙（2）人为采矿冒落裂隙（3）老窑采空区（4）断层破碎带3）、充水方式充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，少量为老窑、采空区巷道、岩溶管道导水，因此目前矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主；矿井进一步向深部开采后，有从上部采空区积水突水的可能。4）、地表水、地下水动态变化本区地表水、地下水受大气降水影响，其流量、水质变化均与降水的季节和强度相对应，雨季流量增大，矿化度减少，枯季则相反。地下水以泉或分散流形式补给溪沟，各含水层无直接的水力联系，且地下水动态变化显著，周期性较明显，并具滞后现象。3、水文地质类型根据各含、隔水层水文地质特征，区内地下水补给来源主要为大气降水，地表水及地下水排泄条件良好，开采标高高于当地最低侵蚀基准面。M3、M7煤层直接充水含水层为龙潭组基岩裂隙含水层，其矿床水文地质勘查类型为二类二型，即以裂隙含水层为主的裂隙充水矿床，矿床水文地质复杂程度中等。1.6瓦斯根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字200767号）“对六盘水市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”结果，老洼地煤矿绝对瓦斯涌出量为1.08m3/min，相对瓦斯涌出量为12.96m3/t，属高瓦斯矿井。 1.7煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室于2006年1月4日提交的煤尘爆炸性鉴定报告，该煤矿M3、M7号煤层煤炭火焰长度0mm，抑制粉尘爆炸最低岩粉量0%，煤层无爆炸性。 1.8煤的自燃倾向根据贵州省煤田地质局实验室于2006年1月4日提交的煤炭自燃倾向性鉴定报告，该煤矿M3、M7号煤层自燃倾向性鉴定为第三类：不易自燃。 1.9地温根据储量核实报告叙述，区内未发现地温异常区，属地温正常，在本矿井开采深度范围内，预计地温对开采没有较大的影响。2矿井储量年产量及服务年限2.1井田境界及可采储量一、井田境界矿区位于盘县新县城南东178,直线距离约11km，处于梓木戛井田东翼，属盘县乐民镇所辖。乐红公路从井田外缘经过，有象鼻岭至梓木戛简易公路接通煤矿，距乐红公路5km。矿山距盘县县城（红果）18km,距盘县乐民镇12km,交通运输条件较为方便。扩界后该煤矿采矿权范围由6个拐点坐标圈定，面积2.1821 km2，生产规模为30万吨/年，开采方式为地下开采，开采标高+1900+1600m。二、地质资源量及可采储量（一）地质资源量矿井地质资源量为892万吨。（二）工业储量矿井工业资源/储量（331+332）+（333）k其中，k可信度系数，根据矿井生产揭露情况、本井田内地质构造、煤层稳定性，k取0.75。矿井工业资源/储量（331+332）+（333）k211+422+2050.75786.8万t（三）设计利用储量设计利用资源/储量矿井工业资源/储量永久煤柱损失 786.842 744.8(万t)（四）可采储量可采储量=（各可采煤层设计利用储量井筒保护煤柱工业场地煤柱村寨保护煤柱-断层煤柱）采区回采率=339.180%+159.885%+111.285%+134.785%=271.3+135.8+94.5+114.5=616.1万吨根据本矿具体情况，矿井范围内无村寨，井筒与工业场地均远离各可采煤层，不需设村寨、井筒与工业广场煤柱，断层煤柱已从地质资源量中扣除。可采储量=616.1万吨经计算，截止2008年12月底本矿可采储量约为616.1万吨。2.2矿井设计生产能力及服务年限 一、生产能力设计生产能力确定为30万t/a。矿井技改后，将对原有矿井的生产、安全设备和采掘工程作大幅度改造，采用更先进的采煤工艺，矿井生产能力得以提高。二、矿井服务年限1、服务年限矿井服务年限=可采储量（年生产能力储量备用系数） =616.1(301.4)14.7(a)3井田开拓3.1开拓开采现状现煤矿主斜井、行人斜井、回风斜井沿M3煤层布置，目前主采M3煤层，矿山开采方式采用斜井开拓，采煤方法为走向长壁后退式采煤法，放炮落煤，机械运输。到目前为止，M3煤层1862.5m标高以上已大部分形成采空区、开拓巷道及采掘工作面。据矿山统计资料显示，采矿回收率约70%，损失率为30%。经过技改，采矿回收率有望提高。现矿井沿3号煤层露头往下平行布置有主斜井、行人斜井、回风斜井，并开采3号煤层。主斜井井口坐标x=2835041.1，y=35447151.8，z=+1998.5，回风斜井井口坐标x=2835007.4，y=35447139.9，z=+1999。开拓方式采用斜井开拓，采煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为放炮落煤、矿车运输、人工推车、机械通风、机械排水。3.2开拓方式的确定根据井田地质、地形和煤层赋存条件，并考虑工业场地布置，选用斜井开拓方式。3.3井口及工业场地位置选择（一）井口及工业场地位置选择的主要原则1、有利于矿井开拓部署，为矿井尽快达产创造条件。2、为了减少地面土石方工程量，井口及工业场地位置的选择要充分考虑地形条件，应尽量选择在地势较平坦地段，有利于地面运输。3、充分考虑煤层赋存条件，根据煤层赋存特点，井口及工业场地位置的选择要有利于主要可采煤层（M3、M7）开采，以减少初期井巷工程量。4、充分考虑电源、水源和煤炭运输等外部条件，井口及工业场地位置应尽量靠近公路，以减少进场公路长度及矿井生产营运费用。5、由于原有矿井范围有限，勘探程度和资源量级别低，井口及工业场地位置选择应满足矿井的整体开拓开采需要。同时要有利于巷探提高勘探程度和资源量级别。6、井口及工业场地位置选择要避开山体滑坡、崩塌、泥石流等不良地质现象的威胁。（二）工业场地位置及矿井开拓方案选择根据以上原则，结合本矿井地面及井下煤层赋存的具体条件，通过多次实地踏勘，适宜建井和设置地面工业场地的地点有两处，一处在井田范围4号拐点西侧，一处在井田范围走向中心靠边界西侧的平缓地段，提出以下矿井开拓方案。中央斜井开拓方案在井田范围走向中心靠东侧边界煤系底部新建主斜井、副斜井、回风斜井方案。该场地为贫瘠荒地或旱地，相对平缓，标高较低，适宜建工业场地，该场地处于井田东侧，基本处于储量中心，主斜井、副斜井、回风斜井以正倾斜299方位，21坡度掘送，矿井设一水平上、下山开采，水平标高+1744，分采一区、采二区；首先开采采一区，采一区分三个区段，区段垂高48米，在各区段分别布置运输石门、回风石门与主斜井、副斜井、回风斜井联接构成系统。主斜井铺设皮带运煤（井口坐标为：X=2835192，Y=35447636，Z=+1888），布置在煤层底板岩层中，主斜井斜长803.6米，主要用作矿井进风、煤炭运输及行人等；新建回风斜井（井口坐标为：X=2835122，Y=35447636，Z=+1888），布置在煤层底板岩层中，作为矿井的回风井；新掘副斜井（井口坐标为：X=2835157，Y=35447636，Z=+1888），布置在煤层底板岩层中，副斜井主要作为行人、排矸、设备材料运输及进风等；矿井通风方式为中央并列式通风，通风方法为抽出式。煤炭从回采工作面经运输巷皮带到石门皮带，再经主斜井皮带运到地面储煤场。初期井筒掘送至三区段，区段双石门布置，因一区段M3煤层已采空，110轨道石门、110回风石门掘送至M7煤层，111运输石门、111回风石门、112运输石门、112回风石门掘送至M3煤层，首采面布置在一区段M7煤层的1172回采工作面;由于一区段北侧M7煤层受断层影响不能布置采面,接替工作面布置在二区段M3煤层的1133掘进工作面，在二区段M3、M7煤层间布置二区段（北）瓦斯抽采巷道，进行区域瓦斯治理，该方案投产时巷道总工程量为7601米，其中：岩巷5500米，煤巷2101米。 3.4、井筒数量根据矿井生产能力及开拓方式，矿井布置三个井筒：主斜井、副斜井和回风斜井。3.5、水平划分、区段垂高的确定本井田煤层倾角一般21左右，从+1888m至+1600m标高垂高288m，划分6个区段，区段垂高取48m，区段平均斜长130米左右。矿井主要可采煤层M3、M7煤层。本设计将全矿井划分为一个水平上下山开采，水平标高为+1744米，水平上下各设一个采区（采一区、采二区），每个采区划分3个区段。初期开拓第一采区（三个区段），后期开拓延伸至+1600m 水平标高（采二区）.3.6、大巷布置根据开拓布置，矿井设一个水平上下山开采，区段布置双石门，运输石门作为运输用，回风石门作为回风用，运输石门、回风石门通过溜煤眼、联络巷与井筒连接，不设水平运输大巷和回风大巷。3.7、采区划分及煤层开采顺序根据矿区煤层赋存条件、地形地质特点及工业广场布置要求，全矿井布置一个水平两个采区。矿井内根据地质构造和煤层赋存情况采用后退式开采。煤层间的开采顺序是先采上层后采下层，沿倾斜方向是先采上区段，后采下区段的下行式开采顺序。严禁越层越界开采。4.井下开采4.1采煤方法结合煤层倾角、构造赋存及井下实见小断层较多等特点，适合采用走向长壁式采煤法，后退式回采，全部垮落法管理顶板。4.1.1采煤工艺及机械配备 工作面支护及顶板管理设计布置走向长壁工作面，后退式回采，沿走向推进，工作面配备DZ12-30/100型外注式单体液压支柱，支撑高度最小为792mm，最大为1240mm工作阻力为30t/根，选用HDJA1200型金属铰接顶梁。设计“三、四”排控顶，排距1.2m，柱距0.6m，最小控顶距3.6m，最大控顶距4.8m。放顶步距1.2m，全部垮落法管理顶板,边采边准。采煤工作面机械配置及运输方式采煤工作面采用采煤机落煤，刮板运输机运煤，运输巷采用刮板运输机和皮带运输。由于煤层平均倾角为21，属倾斜煤层，开采煤层首采工作面为M7煤层、平均厚度1.21米，采用走向长壁采煤法，工作面沿倾向布置，采煤工艺采用高档普采，采用全部垮落法管理顶板。4.1.2工作面顶板管理方式及支护设备选型采煤工作面设计采用高档普采工艺，全部跨落法管理顶板，工作面采用单体柱配合铰接顶梁支护，回采工艺过程为采煤、装煤、运煤，支护、回收等项。设计布置走向长壁工作面，后退式回采，沿走向推进，工作面配备DZ12-30/100型外注式单体液压支柱，支撑高度最小为792mm，最大为1240mm工作阻力为30t/根，选用HDJA1200型金属铰接顶梁。设计“三、四”排控顶，排距1.2m，柱距0.6m，最小控顶距3.6m，最大控顶距4.8m,全部垮落法管理顶板。采面机组截深0.6米时,挂0.6米的临时梁维护机道,临时梁排距0.6米。主要回采工艺为割煤挂0.6米的临时梁维护机道移溜、返刀割煤挂梁推溜打柱完成一个循环。4.1.3采区及工作面回采率根据煤炭工业小型矿井设计规范（GB 50399-2006）要求，该矿首采M7煤层属薄煤层，采区回采率取85%，采煤工作面回采率取97%。4.2、采区巷道布置根据矿区地形地质特点及工业广场布置要求，为合理集中开采，全矿井布置一个水平上下山开采，水平标高+1744米，两个采区，从+1888m至+1744m标高垂高144m，划分3个区段，区段垂高取48m，区段平均斜长130米左右。区段采用双石门布置，一条运输石门，一条回风石门。巷道掘进时要严格按照“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的要求。4.3、巷道掘进井巷工程量7601米，其中岩石巷道5500m,煤巷2101m。技改井巷工程结束投产后，需安排至少2个掘进施工队伍，保证采掘正常接替和瓦斯治理。矿井投产后掘进工作面为1133运输巷、回风巷掘进工作面。5.矿井通风5.1概况5.1.1瓦斯根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字200767号）“对六盘水市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”结果，老洼地煤矿绝对瓦斯涌出量为1.08m3/min，相对瓦斯涌出量为12.96m3/t，属高瓦斯矿井。经计算M3煤层瓦斯含量为14.71 m3/tM7煤层瓦斯含量为14.28 m3/t回采工作面相对瓦斯涌出量为18.9 m3/t掘进工作面瓦斯涌出量2.80m3/min。矿井（采区）瓦斯涌出量矿井（采区）瓦斯涌出量为32.03 m3/t；矿井相对瓦斯涌出量为30.45m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量19.22m3/min；5.1.2煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室于2006年1月4日提交的煤尘爆炸性鉴定报告，该煤矿M3、M7号煤层煤炭火焰长度0mm，抑制粉尘爆炸最低岩粉量0%，煤层无爆炸性。5.1.3煤的自燃倾向性根据贵州省煤田地质局实验室于2006年1月4日提交的煤炭自燃倾向性鉴定报告，该煤矿M3、M7号煤层自燃倾向性鉴定为第三类：不易自燃。5.1.4煤与瓦斯突出本矿为技改矿井，井田内原有的生产矿井和邻近矿井未发生过煤与瓦斯突出现象。根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局和贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，盘县被划为突出危险矿区，所以技改矿井应以煤与瓦斯突出矿井设计。5.1.5地温根据储量核实报告叙述，区内未发现地温异常区，属地温正常，在本矿井开采深度范围内，预计地温对开采没有较大的影响。5.2矿井通风5.2.1通风方式和通风系统的选择1. 通风方式根据开拓部署及井下巷道布置，矿井采用中央并列式通风方式，通风方法为抽出式。2. 通风系统根据矿井开拓部署，主斜井、副斜井进风，回风斜井回风，各井筒通过区段石门与煤层巷道联络构成通风系统。新鲜风流经主斜井、副斜井及区段运输石门进入工作面运输巷，流过工作面后，乏风经工作面回风巷、区段回风石门至回风斜井，最后由引风道经抽出式主扇排出地面。1）采掘工作面通风井下采煤工作面利用矿井主要通风机全负压通风。井下各机电设备硐室、水泵房等，均处于新鲜风流中。掘进工作面利用局部通风机压入式通风，使用长距离通风的抗静电、阻燃性能风筒、双风机双电源和“三专两闭锁”（专用变压器、专用开关、专用回路，风电闭锁、瓦斯电闭锁）。机电硐室均设在进风巷道，并且硐室深度不超过6m，硐口宽度不小于1.5m。回采工作面均采用上行通风。2）井下通风设施及构筑物布置本矿井主要通风设施有风门、测风站及密闭等。根据矿井开拓、开采系统和巷道布置以及煤矿安全规程（2006版）要求，设计在必要位置设置相应通风设施，用于井下风量调节。其主要设置原则为：（1）主要进风和主要回风道之间设置2道联锁的正向风门和2道反向风门。（2）不用的联络巷道设永久风墙。（3）其它地点设两道正、反向风门。根据矿井反风的要求，必要地点设置反向风门。3、通风线路首采面的通风线路为：主斜井、副斜井111运输石门1172运输巷1172采面1172回风巷110回风石门回风斜井引风道地面。5.2.2、通风设备及反风1、通风机设置及要求1）主要通风机必须装备两套同等能力的风机（包括电动机），其中一套运转，一套备用，备用的一套要求在10分钟内能够启动。2）矿井主要通风机要有两路直接由变电所馈出的供电线路，线路上不分接任何负荷。3）新安装的主要通风机投入使用前，进行一次通风机性能测定和试运转工作，以后每5年进行一次性能测定。4）按风机规格处理好安装场地，场地要有足够的空间，能使抽出的风能顺畅地排入大气。用于安装的地面须经硬化平整处理。5）风机的安装使用必须符合煤矿安全规程（2006版）的有关规定。风机安装在煤矿风井风硐（即引风道）出口，以保证隔流腔换气管通大气，回风井口必须安装防爆门。6）安装前必须检查风机是否有损坏或变形，并及时进行处理。7）根据煤矿通风需要，选择合适的叶片安装角，并检查各部位螺栓的松紧程度和叶顶和保护环的间隙（间隙不得小于2.5mm）。在调节范围内，一般叶片安装角度增大时，风量增大，电动机功率也随之增大，反之亦然。叶片调整时，须打开轮毂盖板，松开叶柄上的双螺母即可进行。叶片必须对号入座，调整后的叶片角度必须一致，然后紧固螺栓，按标记上好盖板，盘车应轻松无卡滞现象。8）安装和检修中，盖板、叶片不得任意调换。检查叶片时用硬刷清除掉叶片上的煤尘，用手摇动叶片看叶柄有无松动。叶片因腐蚀有小孔时必须更换，更换后的叶轮应进行静平衡试验。9）风机集流器法兰与风井出风口联接处必须密封，并保证电机隔流腔换气管位于新鲜空气中，清理风机周围杂物。10）按规定接地，并检查控制设备及保护装置，使之达到要求。经过长途运输或长期搁置不用的电机，在使用前必须测量定子绝缘电阻（绝缘电阻不得小于0.5M），经检查合格后方可接通电源，试运行10分钟，若无异声即可投入正常运行。运行中要经常观察电压、电流，如不正常应立即停机检查。检修电动机时须认真保护防爆面和隔流腔的密封胶垫，一旦损坏应进行更换。11）新安装的风机运行一小时后，应停机检查各部坚固件是否松动和所有焊缝有无开裂，当确认无问题后，再投入运行。2、反风方式、反风系统及设施1）反风方式矿井利用轴流式通风机反转的方法反风。在反风时，轴流式通风机必须有电气控制柜，必须有正反相控制倒闸，反风时的操作为：正反相控制倒闸，使风机由正转变为反转，达到反风的目的。这种反风方法不需设置反风道，比较经济。反风必须在10min内改变巷道中的风流方向。当风流方向改变后，主要通风机供风量不应小于正常风量的40%。反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习。矿井通风系统有较大变化时，也要进行一次反风演习。主要通风机在停风期间，必须打开防爆门和有关风门，以便充分利用自然通风。2）反风系统及设施在通风系统中各种通风设施的配置已考虑，保证反风系统的形成，首采面反风路线为：新鲜风流通风机引风道110回风石门1172回风巷1172采面1172运输巷111运输石门主、副斜井地面。5.2.3、掘进通风及硐室通风掘进工作面采用KDF-6.3型局部通风机作压入式通风，2个掘进工作面，煤巷掘进工作面配风为8.0m3/s；局部通风机和启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧。风机将新鲜风经风筒送到掘进工作面，为了能有效的排出炮烟，风筒出口到掘进工作面的距离应符合作业规程规定。井下变电所和水泵硐室位于进回风通道之间，采用负压通风，为了避免通风短路和减少漏风，在硐室两端设置调节风门。5.2.4、井下通风设施及构筑物布置根据矿井开拓、开采系统和巷道布置以及煤矿安全规程要求，设计在必要位置设置相应的通风设施。为保证各采掘工作面和硐室的风量，并使风流按规定方向流动，在通风系统中设置有双向风门、调节风门、密闭等构筑物。风门设计选用普通双向、两道为一组。风门设置应满足以下技术要求：1.避免在弯道和缓倾斜巷道中设置风门；2.风门的前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.45m，四周掏槽深0.20.3m；3.结构严密，漏风小，向关门方向缓倾斜800850；4.正向风门应迎风流开启；5.风门要求设置两组以上；6.风门等通风构筑物的设置应坚固稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。需要调节风量的绞车房回风道安设了调节风门，其技术要求与风门相同。矿井内的风门、调节风门、局部通风机的压送风筒、测风点、风墙及密闭等所有通风设施，应建立每天三班巡回检查制度，并有可靠的检测、监控设备。保证设施经常处于完好状态，确保风路畅通和通风系统的安全可靠。5.2.5、防止漏风和降低风阻的措施1. 防止漏风措施（1）风门、密闭门、调节风门、主要通风机等通风构筑物应设在坚固、地压稳定地段，保证施工质量，加强通风构筑物的日常管理、检查及维修。（2）与相邻矿井之间必须留设安全保护煤柱，防止与相邻矿井之间相互漏风；采取必要的措施防止地表塌陷，避免形成漏风通道。2. 降低风阻措施（1）砌碹巷道周壁尽可能做到光滑，锚喷巷道要采取光爆技术，力求使巷道光滑平整，以降低风阻。（2）在容易产生局部阻力地点，应尽量减少局部阻力系数。巷道连接边缘应做成斜线或圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免直角或小于90的转弯，并将转弯处内、外侧按斜线或圆弧形施工，必要时应设置导风板。（3）在日常通风管理中，应避免在主要巷道停放矿车、堆积杂物，巷道应随时修复，尤其是产生底鼓或发生变形的巷道要及时维修，确保其完整和有足够有效的通风断面有利于风流畅通。灾害预防及安全装备措施见第九章 矿山安全及职业卫生。6. 矿井提升运输6.1提升方式该矿井为斜井开拓，在主斜井铺设胶带输送机运输煤炭；在副斜井铺设轨道利用提升绞车完成材料、矸石、设备运输和人员提放任务。回采面采用刮板输送机运输,回采面运输巷采用刮板输送机和皮带胶带输送机运输;掘进工作面采用刮板输送机和皮带胶带输送机运输,地面和运输石门采用防爆特殊蓄电池机车牵引矿车运输。运输系统确定的设备型号、技术参数、使用地点见主要运输设备配备表。 运输设备配备表序号设备名称设备型号主要技术参数使用地点1双滚筒采煤机MG132-315电压1140v、N=275Kw1172采面2刮板输送机SGB-630/150电压1140v、N=275Kw1172采面3转载刮板输送机SGB-620/40T长度100m，输送量200t/h1172运输巷4胶带输送机SSJ-800/55长度884m，输送量200t/h1172运输巷5胶带输送机SSJ-800/55长度460m，输送量200t/h112运输石门6刮板输送机SGB-620/40T长度100m，输送量200t/h1133运输巷7胶带输送机SSJ-800/55长度300m，输送量200t/h1133运输巷8刮板输送机SGB-620/40T长度100m，输送量200t/h1133回风巷9胶带输送机SSJ-800/55长度350m，输送量200t/h1133回风巷10提升绞车JT2000-1800滚筒直径2.0m、宽度1.8m副斜井11胶带输送机DDJ800/100/75/S长度460m，输送量200t/h主斜井12胶带输送机SSJ-800/55长度460m，输送量200t/h111运输石门13调度绞车JD-11.4滚筒直径224mm、宽度304mm1172回风巷14回柱绞车JH-8滚筒直径280mm、宽度289mm1172回风巷7.矿井排水7.1废水在煤场下方设污水处理站，对井下矿坑水及地面产生的工业废水进行处理排放。（1）井下水处理井下水中主要污染物为悬浮物。设计采用混凝沉淀、消毒处理工艺。根据详查地质报告提供的矿井涌水量，本设计处理能力为100m3h，矿井生产过程中必须进行涌水量的测定，处理能力必须满足其最大涌水量的要求，处理后的井下水能达到污水综合排放标准(CB8978-1996）一级标准要求。处理达标后的矿井水部分复用于井下和地面消防洒水，其余经场地排水沟排出场外，作为农田灌溉用水。（2）生产、生活废水处理矿井建成后，工业场地生产、生活废水主要有粪便污水、食堂污水、矿灯房及浴室废水，主要污染物为有机物和SS。工业场地生产、生活废水采用WSZl5型地埋式水处理设备进行处理经处理达到污水综合排放标准(GB89781996）一级标准后，经场地排水沟排出场外，作为农田灌溉用水。7.2水泵型号及台数本矿井选用高效耐磨节能的MD85-455型(1480rpm)矿用离心式水泵三台，其流量为Q=85m3/h，扬程为H=156204m，功率为N=75kw。正常涌水量时，一台水泵一趟管路同时工作；最大涌水量时，两台水泵两趟管路同时工作，使得工作的水泵都以经济流速运行在较为经济的工况点。配套防爆电动机型号为YB280S-2,0.66kV防爆节能电机四台，效率为0.94。电动机与水泵联轴器传动效率取0.98。 水泵工况点 水量QM=275m3/h,扬程HM=333m,效率M0.79； 消耗的功率 P= (8519810509.81) (360010000.790.940.98) =66.2kW 吨水百米所需的电耗为：T=66.2100(85198)=0.393kWh经上述计算，设计所选水泵吨水百米的电耗小于对水泵的规定值0.5 kWh，满足节能要求。7.3管路的确定(1)管路趟数的确定煤矿安全规程规定必须由工作和备用的水管，其中工作水管的能力应配合工作水泵在20小时内排出矿井24小时的正常涌水量，工作和备用水管的总能力，且能配合工作和备用水泵在20小时内排出矿井24小时的最大涌水量，因此，设计中主排水管敷设两趟，一趟工作，一趟备用。(2)管径计算排水道管径：dp= ，m式中：v 排水管流速，v1.52.2m/s取v2m/s；所以：dp= 0.273m查表，选用外径为273mm的标准无缝钢管，壁厚7mm，内径259mm。吸水管直径：，m；由此：0.298m查表，选用外径为299mm的标准无缝钢管，壁厚8mm，内径283mm。由于垂高小于400m时，可选用壁厚度最薄的一种，且不必验算。8. 供电8.1供电（一）电气设备本矿井下电机和电气设备必须选用矿用隔爆型的电气设备，控制、通讯、信号设备选用防爆型。井下电话选用本质安全型电话，并使用矿用电话电缆；照明、灯具选用防爆型。（二）供电电源石桥老洼地煤矿矿井采用双回路供电，一回路从鲁响变电站10KV电源接入到老洼地煤矿，电压为10KV，距离约4km左右。另一回路供电线路从石桥镇供电所10KV电源接入到老洼地煤矿，电压为10KV，距离10km左右（两条回路均为LGJ-70的钢芯铝绞线），根据“煤矿安全规程”第四百四十一条的规定，矿井应有两回电源线路，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷。单回10kV输电线路电压损失均小于允许5Ue，线路导线能满足当任一回电源线路故障时，另一回线路保证向全矿井全部负荷供电。线路全程按以下气象条件设计：最高气温+40C；最低气温-10C；平均气温+15C；最大风速：25m/s；最大覆冰：20mm。故石桥老洼地煤矿具备良好的供电系统，可以保证安全、可靠供电。（三）电力负荷老洼地矿井生产能力为30万吨/a，平硐、斜井开拓，全矿安装设备77台(件)，其中工作设备60台(件)；设备总容量2769kw，其中工作容量2107kw；计算有功负荷为1699.8kw，无功负荷1066.3kvar，视在负荷2008.9kVA。进行无功补偿后矿井年耗电8499000kwh，综合电耗为28.33kwh/t煤。根据矿井电力负荷计算结果和供电电压等级及后期用负荷增加的考虑，在地面建一10KV变电所，井下建一10KV变电所，地面安装一台S9-200/10/0.4变压器供地面设备、地面用电和照明，安装一台KS-500/10/0.69变压器向主扇、压风机、瓦斯泵、斜井皮带用电设备供电（回），安装一台KS-500/10/0.69变压器向主扇、压风机、瓦斯泵、主提升绞车用电设备供电（回），两台变压器分列运行；井下安装一台KBSG-500/10/0.69变压器向井下采面和主排水泵供电，一台KBSG-500/10/0.69变压器向井下掘进动力和主排水泵供电，一台KBSGZY-400/10/1.14移动变压器向井下采煤机、刮板机供电，安装两台KBSG-100/10/0.69变压器向井下局扇风机供电（双回路）,在正常供电情况下供电系统分段运行，详细供电方式见高低压供电系统图。（五）地面供电根据矿井所处的位置及开拓方式，在矿井工业场地负荷集中地段设置10KV变电所，地面安装一台S9-200/10/0.4变压器供地面设备、地面用电和照明，。（六）井下配电井下用电设备共安装48台（件），设备总容量为1466kw，其中工作容量1209kw，计算有功负荷为948.6kw，根据矿井井下负荷和矿井后期发展的需要，需在井下建一个井下变电所。井下变电所采用双回路供电，电源由地面10KV变电所经主运输斜井向井下变电所供电，变电所共需9台10KV级的高爆开关（2台进线高爆开关，1台联络高爆开关，1台备用高爆开关，1台高爆开关供掘进负荷变压器，2台高爆开关供采面负荷变压器，2台高爆开关供掘进局部通风机专用变压器），各负荷电缆由隔爆分馈电开关引出。 对掘进工作面的供电系统均采用“三专两闭锁”，对局部通风机实行专用变压器、专用开关、专用线路供电来保证供电的连续性，不间断地向掘进工作面通风。每一个掘进头开口处设一个QBZ-200闭锁开关，进行风电、瓦斯电闭锁，风电闭锁作用是掘进动力设备工作前应先通风吹散瓦斯，当瓦斯浓度降到0.1%以下时，再开动掘进动力设备；由于故障原因局部通风机停止通风时，掘进动力设备也同时停电。瓦斯电闭锁的作用是由于瓦斯喷出量大时局部通风机不能将其及时吹散或稀释，则由瓦斯监控系统对掘进工作面的动力电源实行闭锁。当瓦斯浓度达到1%时，瓦斯监控器发生警报；当瓦斯达到1.5%时，立即切断掘进工作面的动力电源。采面因形成上下巷道通风不需要安设风电闭锁，但需安设瓦斯电闭锁装置。为保证局部通风机能够安全可靠运转，每天应有专人检查1次，每周进行一次风电、瓦斯电试跳。9.矿井六大系统9.1 监测监控矿井必须安设监测监控系统，设计选择KJ90NA或具有相同功能的其他监测监控系统，并按规定配备相应的瓦斯、风速、负压、开停等传感器。9.1.1监控设备（一）地面中心站型号：KJ90一体化监控主机2套（1套备用）。（二）分站设置KFD2大型分站4台及KFD3小型分站1台。（三）传输安全监测、监控设备之间的输入输出信号必须为本质安全型信号，设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话线和动力电缆线等共用，该矿中心站到分站选择MHYVP147/0.52型主信号电缆，分站到传感器电缆选用MHYVP147/0.28型电缆。信号电缆之间采用防爆三通接线盒（K-3）和防爆二通接线盒（K-2）连接。8.2.2传感器设置（一）设计依据按煤与瓦斯突出矿井设计和管理；煤尘有爆炸性、各煤层为自燃煤层；矿井采用斜井开拓，井下设水仓及水泵房；采煤工作面采用高档普采，掘进工作面采用打眼放炮掘进。（二）传感器设置一）、回采工作面传感器选型及配置工作面回风巷设置瓦斯、风速传感器，工作面回风流中设置温度和一氧化碳传感器；工作面运输巷设置瓦斯传感器、风速传感器和馈电传感器。工作面瓦斯传感器为高低浓度组合式瓦斯传感器（T1）,设置在回风巷，要求距工作面10m。该瓦斯传感器报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。工作面回风巷回风流瓦斯传感器为高低浓度组合式瓦斯传感器（T2）, 设置在回风巷靠近回风上山位置，且距离回风上山距离为1015m。该瓦斯传感器报警浓度为1.0CH4，断电浓度为1.0%CH4，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为工作面及进回风巷内全部非本质安全型电气设备。工作面进风巷设置低浓度瓦斯传感器（T3）, 设置在进风巷，要求距工作面10m。该瓦斯传感器报警浓度为0.5CH4，断电浓度为0.5%CH4，复电浓度为0.5%CH4，断电范围为工作面进风巷内全部非本质安全型电气设备。工作面上隅角设置便携式瓦斯检测报警仪。工作面回风巷风速传感器安装在靠近回风上山位置，要求巷道前后10m内无分支风流、无拐弯、无障碍、断面无变化，能准确计算测风断面的地点。当风速低于或超过设计风速值的20%时，发出声、光报警信号。二）、掘进工作面传感器选型及配置1133运输巷掘进头、1133回风巷掘进头均设置瓦斯传感器，掘进回风流内设置瓦斯传感器、风速传感器、掘进风门处设置风门开关传感器、馈电传感器、局部通风机开停传感器。煤巷掘进头，应在掘进工作面回风流中设置温度和一氧化碳传感器。掘进工作面瓦斯传感器为高低浓度组合式瓦斯传感器,设置位置要求距掘进工作面的距离5m，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。掘进工作面回风流瓦斯传感器为高低浓度组合式瓦斯传感器,设置在靠近回风流末端的位置，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.0%CH4，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 三）、串联通风工作面传感器选型及配置本矿没有串联通风的工作面，因此，本设计不存在串联通风工作面传感器选型及配置问题。四）、其他地点传感器选型及配置1、矿井主要进、回风巷道1）回风巷道：在回风平硐内设置风速传感器、低浓度瓦斯传感器。当总回风巷道中瓦斯浓度超过0.75%时，发出声光报警。2）进风巷道：在主斜井、进风行人平硐内设置风速传感器，主斜井绞车、皮带电机处设置开停传感器。2、风门及井下硐室1）在井下风门处设置风门开关传感器。2）在井下水泵、变电所硐室进风侧设置低浓度瓦斯传感器、温度传感器。瓦斯传感器报警浓度为0.5%CH4，断电浓度为0.5%CH4，复电浓度为0.5%CH4，断电范围为水泵、变电所硐