山西长治郊区三元南耀吉安煤业矿井实习报告.doc

继续教育学院实习报告纸目 录目 录1第一章 实习说明1第二章 实习单位概况1一、交通位置1二、地形地貌1三、河流1四、气象1五、地质构造1六、煤层3七、水文地质条件4八、瓦斯4第三章 井田开拓6一、煤矿工作制度6二、煤矿服务年限6三、水平划分6四、大巷布置及层位7五、采区划分及开采顺序7第四章 采区巷道布置8一、首采区位置8二、采区巷道布置8三、采区主要生产系统8四、首采工作面个数及位置9第五章 回采工艺10一、采煤工艺的确定10二、工作面主要设备选型10三、采煤工作面参数的确定11第六章 掘进工艺12一、巷道断面和支护形式12二、巷道掘进进度指标12三、掘进工作面组数及机械配备12四、井巷工程量13第七章 通风和安全15一、瓦斯15二、煤尘爆炸危险性15三、煤的自燃倾向性15四、地温及地压15五、矿井通风方式及通风系统15六、预防煤尘爆炸的措施15第八章 提升、通风、排水和压缩空气设备17第一节 提升设备17一、提升方式17二、主井提升设备17三、副井提升设备17第二节 通风设备18一、设计依据18二、设备选型19三、反风措施20第三节 排水设备20一、主排水设备21二、副井井底水窝排水设备23第四节 供电电源24一、地区电力系统现状24二、矿井供电电源24三、变电站统计负荷25第九章 实习体会26第一章 实习说明(1)实习时间：2016年5月1日至2016年6月1日 (2)实习地点：山西长治郊区三元南耀吉安煤业有限公司 (3)实习性质：毕业实习 第二章 实习单位概况一、交通位置长治市郊区三元南耀吉安煤业有限公司地处沁水煤田潞安矿区东北部的西白兔乡南村、中村一带，东距榆黄公路、太焦铁路约10km，西距208国道约10km，南距王庄煤矿铁路专用线5.5km，南距长治市约40km，距潞城市25km。交通运输极为便利。交通位置见图1-1-1。二、地形地貌井田位于太行山西侧长治盆地的东北部，全部为黄土覆盖，地形较为平坦，最高海拔约+962.5m，最低海拔+917.50m，相对高差约45m，地势东北高、西南低。三、河流井田范围内无常年性河流以及大的地表水体，流经井田内的河流均为浊漳河支流，为季节性河流，向南、向东汇入浊漳河，浊漳河从井田外东部流过。井田属海河水系漳河流域。四、气象井田属东亚季风区暖温带半湿润地区，大陆季风气候显著，冬季寒冷，夏季暖湿多雨，气候适宜。年内常有干旱、霜冻、冰雹、暴雨、大风等灾害性天气发生，多地方性风，夏季多为东南风，冬季多为西北风，最大风速1416m/s。据长治市气象站观测统计，近50年来，年平均气温9.1，最高气温37.6，最低气温-23.0（1984年12月8日）；年降雨量最小为340.9mm（1965）年，最大为832.9mm（1971）年，平均595mm，雨季多集中在七、八两个月；年平均蒸发量1558mm，为降水量的3倍；年平均无霜期170天左右，冰冻期为十一月至次年三月，最大冻土深度0.75m。五、地质构造潞安矿区位于太行山背斜西翼，沁水复向斜的东侧。沁水盆地东部地层大致为走向图1-1-1 南耀吉安煤矿交通位置图北东，向西倾斜的单斜构造。受新华夏构造运动的影响，区域性的褶曲呈雁行排列，彼此平行，本井田地处晋获褶断带西侧、武阳凹褶带东侧。区域内无岩浆岩侵入。受区域构造的影响，井田内构造总体为两组近北东向的宽缓褶曲，产状一般5 8，局部可达10。据3号煤层开采资料，井田内未见断层和陷落柱，无岩浆岩侵入。井田构造类型属简单类。从整合地质报告及现有3号煤层开采资料来看，井田内未见断层和陷落柱，无岩浆岩侵入。井田构造类型属简单类。井田构造对煤层开采无影响。六、煤层1、含煤性含煤地层平均总厚163.66m,含煤1418层，煤层总厚13.85m，含煤系数8.46。自上而下编号为1、3、7、8-2（黄煤）、9、9下、11、12、13、14（三节煤）、15-1（二节煤）、15-2（底节煤）、15-3（四节煤）号煤层，其中3、8-2、15-1、15-3号煤层为可采煤层，其它为零星可采煤层或不可采煤层。2、可采煤层井田内可采煤层为3、8-2、15-1、15-3号煤层。位于山西组下部的3号煤层，上距K8砂岩28.3739.60m，平均33.47m。下距K7砂岩3.8320.03m，平均13.05m，下距8-2号煤层31.2375.56m，平均54.39m。煤层厚5.807.27m，平均厚6.64m，煤层结构简单，局部含一层夹矸，层位、厚度均稳定，全井田可采（分布有采空区）。3号煤层顶板多为泥岩、砂质泥岩；底板多为泥岩，局部为细粒砂岩。位于太原组三段下部的8-2号煤层，上距K5灰岩10.4517.78m，平均14.44m，下距K4灰岩10.1319.91m，平均14.53m，上距3号煤层31.2375.56m，平均54.39m，下距15-1号煤层46.5964.19m，平均61.76m。煤层厚0.502.42m，平均1.66m，局部含一层夹矸，层位较稳定。对比可靠，全井田可采。8-2号煤层顶板主要为泥岩、砂质泥岩；底板为泥岩，局部为细粒砂岩。位于太原组一段上部的15-1号煤层，上距K2 石灰岩2.676.96m，平均5.36m，上距8-2号煤层46.5964.19m，平均61.76m；下距15-3号煤层2.455.37m，平均4.13m。煤层厚0.741.37m，平均厚1.05m，无夹矸，层位、厚度稳定，全井田可采。15-1号煤层顶板多为泥岩、砂质泥岩、局部为炭质泥岩；15-1号煤层底板多为泥岩、砂质泥岩。15-3号煤层位于太原组一段下部，上距15-1号煤层2.455.37m，平均4.13m，下距K1砂岩1.734.59m，平均3.19m，煤层厚0.561.91m，平均1.46m。结构较复杂，局部夹23层夹矸，层位稳定、厚度较稳定，全井田可采。15-3号煤顶板多为泥岩，底板多为泥岩、铝质泥岩和细粒砂岩。综上所述，井田内可采煤层均为稳定型（一型）。可采煤层基本情况见表1-1-2，现将其主要特征分述如下：表1-1-2 可采煤层特征表含煤地层煤层编号煤层厚度(m)煤层间距(m)煤层结构(夹矸数)稳定性可采性顶底板岩性顶板底板P1s35.80-7.276.6431.23-75.5654.3946.59-64.1961.762.45-5.374.13简单(0-1)稳定全井田可采泥岩、砂质泥岩泥岩、砂质泥岩C3t8-20.50-2.421.66简单(0-1)稳定全井田大部可采泥岩、砂质泥岩泥岩、砂质泥岩15-10.74-1.371.05简单稳定全井田大部可采泥岩、石灰岩泥岩、砂质泥岩15-30.56-1.911.46简单(1-2)稳定全井田可采泥岩、砂质泥岩泥岩、砂质泥岩七、水文地质条件井田内未见断层及陷落柱，但可能存在隐伏未探明的断层和陷落柱。据邻区生产矿井的调查，断层和陷落柱均具有一定的导水性，有沟通其它含水层之间的水力联系的可能。因此存在开采井田内3、15号煤层时，通过断层沟通其它含水层对矿井产生侧向突水的可能，因此在断层附近一定要预留防水煤柱，防止侧向突水；同时在开采过程中可能会出现未探明的导水断层，生产中要坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则。井田内3号煤层部分已采空。“整合地质报告”对8-2、15号煤层采用大井法、含水系数法进行涌水量预算。本矿井设计年产量0.6Mt/a，按每年330个工作日计算，日产量为1818t。计算结果为：开采3号煤层矿井正常涌水量为3000m3/d（125 m3/h），最大涌水量为3600m3/d（150m3/h）；开采8-2号煤层矿井正常涌水量为3600m3/d（150m3/h），最大涌水量为4300m3/d（180 m3/h）；开采15号煤层矿井正常涌水量为4500m3/d（187.5 m3/h），最大涌水量为5400m3/d(225 m3/h)。设计考虑地质报告预算受各种因素影响，并且生产时期井田内外的采空区渗水、井下消防洒水、煤层注水、井下防灭火灌浆等因素，设计考虑矿井正常涌水量为220m3/h，最大涌水量按300m3/h考虑。八、瓦斯 3号煤层瓦斯据山西省长治市煤炭工业局下发的长煤局安字2007717号关于2007年度年产30万吨以下矿井瓦斯等级鉴定结果的批复和长煤局安字【2008】534号 “关于长治市2008年度年产30万吨以下矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”，井田内耀南煤业有限公司瓦斯绝对涌出量为0.56m3/min，瓦斯相对涌出量为1.81m3/min，为低瓦斯矿井。 8-2、15号煤层瓦斯井田内8-2号煤层甲烷含量较低， 8-2号煤层瓦斯成份以氮气为主，二氧化碳和甲烷次之，8-2号煤层瓦斯分带应为氮气-甲烷带。 井田内15-1、15-3号煤层甲烷含量较低。 15-1号煤层瓦斯成份以氮气为主，二氧化碳和甲烷次之；15-3号煤层瓦斯成份以甲烷为主，氮气和二氧化碳次之。根据所测煤层瓦斯成份分析，15-3号煤层瓦斯分带应为氮气-甲烷带；15-1号煤层瓦斯分带应为氮气-二氧化碳带和氮气带。各煤层甲烷含量、瓦斯成分测定结果统计详见表1-1-3 根据计算（详见第六章）， 井田内3、8-2、15-1、15-3号煤层瓦斯含量均较低，本矿为低瓦斯矿井。表1-1-3 煤层甲烷含量、瓦斯成分测定结果统计表 煤层编号甲烷含量ml/g（空气干燥基）甲烷含量ml/g(干燥无灰基)瓦斯成分CH4CO2（%）N2（%）C2-C8（%）30.290.372.5523.5573.900.0008-20.360.3937.681.3860.940.00015-1(3)0.03-0.230.100.04-0.260.121.18-12.017.811.07-22.298.2076.53-86.7682.740.000-3.7601.25315-30.740.7868.756.6624.590.000第三章 井田开拓一、煤矿工作制度煤矿年工作日330d，井下采用“四六”工作制，每天四班作业，其中三班生产，一班检修。每天净提升时间为16h。二、煤矿服务年限煤矿服务限用下列公式计算：式中 T煤矿服务年限，a；Z采煤矿设计可采储量，12.83Mt；A煤矿设计生产能力，0.6Mt/a；K储量备用系数，取1.4。经计算，全煤矿服务年限为15.3a。三、水平划分根据提升及通风需要，矿井移交生产时需要有主井、副井、风井三个井筒。1、主井在原耀南煤矿主井以北80m处新开凿一立井井筒作为主井，井筒净直径5.0m，井深251m,井底落于8-2号煤底板，井筒内布置一对4t单绳箕斗，方形钢罐道。担负矿井煤炭提升任务，兼进风井。此外，主井井筒内还布置有通信电缆。2、副井利用原耀南煤矿主井井筒扩大断面而成，根据矿井辅助提升量及不可拆件最大外形尺寸和重量，确定副井净直径为6.0m，井深279m，其内装备一套宽罐带平衡锤提升设备和玻璃钢梯子间，方形钢罐道，担负全矿井的材料、矸石、设备、人员等升降任务，并兼作进风井。副井井筒内还布置有：排水管、消防洒水管、压风管、动力电缆和通信电缆等，同时还布置有梯子间，作为矿井的安全出口。3、风井利用原耀北煤矿主井改造而成，井筒净直径4.2m，井筒内装备玻璃钢梯子间，敷设黄泥灌浆管路，担负矿井回风任务，同时作为矿井的安全出口。4、煤层分组本井田南北长2.2km，东西宽最宽约1.2km，井田面积1.972km2，3号煤埋藏标高在+750+770m之间，根据地质资料3号煤与8-2号煤层的平均间距在54.39m，8-2号煤与15-1号煤层的平均间距在61.76m，15-1号煤与15-3号煤层的平均间距在4.13m，设计将3、8-2号煤各划分为一个煤组，15-1号煤与15-3号煤层划分为一个煤组，即全矿划分为三个煤组。5、水平划分根据煤层分组，三个煤组间的间距分别为54.39和61.76m,即分煤组布置大巷分三个水平较好，但由于15号煤在井底车场区域带压开采，带压水头高30m左右，而15-3号煤距奥灰岩顶面的距离为12.4020.40m,平均13.94m，若15-3号煤单独作为一个开拓水平井筒需伸入15-3号煤底板28m,此时井筒已经进入奥灰水层位，容易造成奥灰突水，故确定本井田划分为两个主水平一个辅助水平，一水平位于3号煤，水平标高为+745m，水平服务年限为10a；二水平位于8-2号煤，水平标高为+685m。+685m水平以下采用下山开采。四、大巷布置及层位1、大巷条数为满足矿井运输、通风和行人的需要，确定大巷布置为三条，分别为辅助运输大巷、带式输送机大巷和回风大巷，辅助运输大巷内布置600mm轨距双轨，担负材料、设备等辅助运输任务兼进风；带式输送机大巷布置带式输送机，担负煤炭运输任务，兼进风；回风大巷作回风用。2、大巷层位根据煤层分组，将本井田内4层可采煤层划分为3个煤组， 设计确定15-1与15-3号煤采用联合布置，大巷布置于15-3号煤底板；3号煤和8-2号煤均沿煤层单独布置，其中3号煤的辅助运输巷和带式输送机大巷沿煤层底板布置，回风巷顶板布置，8-2号煤三条大巷均沿煤层底板布置。五、采区划分及开采顺序本井田由4个小煤矿兼并重组而成，井田面积较小，根据开拓布置及煤层间距，设计将3号煤和8-2号煤各划分为南北两个采区，15-1和15-3号煤联合布置也划分为两个采区，即全井田划分为六个采区， 矿井采用下行式开采方式，采区采用前进式。第四章 采区巷道布置一、首采区位置结合矿井开拓布置、设计生产能力、采区划分及开采技术条件，设计确定一采区为首采区。其理由如下：1、一采区位于井底附近，工程量少，建井工期短；2、该采区储量较多、回采区域大，有利于工作面接替。二、采区巷道布置由于大巷布置于井田中部，采区面积比较小，故一采区不再布置准备巷道，直接利用大巷布置工作面巷道，即大巷兼做采区巷道，三条大巷分别是一条辅助运输大巷、一条带式输送机大巷和一条回风大巷。其中辅助运输大巷、带式输送机大巷沿3号煤层底板掘进，回风大巷沿3号煤层顶板掘进。根据工作面运输及通风的需要，以及工作面接替，工作面巷道采用双巷式布置，工作面巷道沿煤层底板布置。三、采区主要生产系统1、运输系统1）煤炭运输系统井下煤炭运输采用带式输送机连续运输。其运输系统为：回采工作面出煤工作面运输巷一采区带式输送机大巷井底煤仓装载巷主立井地面。2）辅助运输系统采区辅助运输采用无极绳连续牵引车。（1）设备、材料运输系统井下生产用设备、材料经副立井+745m水平井底车场一采区辅助运输大巷工作面辅助运输巷回采工作面（或掘进工作面）。 第 13页（2）矸石运输系统井下矸石主要来自联络斜巷、装载巷及其它联络巷出矸，由于矸石量很小，设计考虑掘进矸石充填井下废弃巷道及采空区，不再升井处理。（3）人员运输由于井田面积小、工作地点距副井井底车场较近一般不超过1.5km，故设计不考虑设人员运输工具，人员步行至工作地点。2、通风系统工作面所需的新鲜风流经主立井、副立井一采区带式输送机大巷、一采区辅助运输巷工作面运输巷回采工作面。工作面乏风工作面回风巷一采区回风大巷回风立井地面。3、排水系统回采工作面及掘进工作面均配备了小水泵，井下水集中汇集到井底车场，然后流入井底水仓，经副立井排至地面。四、首采工作面个数及位置1、首采工作面个数根据矿井设计生产能力及开采技术条件，本矿井首采3号煤层平均厚度6.64m，设计生产能力为0.60Mt/a，根据工作面生产能力计算，矿井移交生产时井下仅布置一个3号煤综采放顶煤工作面即可保证矿井0.6Mt/a生产能力。2、首采工作面位置为减少初期井巷工程量，节省初期投资，首采工作面尽量靠近布置在副井井底车场。第五章 回采工艺一、采煤工艺的确定1、3号煤采煤工艺3号煤的煤层厚度在5.87.27m,平均6.64m,可供选择的采煤工艺有：分层综采、放顶煤综采、大采高一次采全厚综采。参考本矿周边的漳村及王庄煤矿采煤工艺，由于本井田内首采的3号煤层煤层厚度大、回采条件简单，3号煤具有良好的冒放性，加之三元煤业及其控股的中能煤业均采用综采放顶煤工艺，所以无论是在设备和管理上都便于集中统一管理，故本设计推荐3号煤采用放顶煤综采工艺。2、8-2、15-1、15-3号煤采煤工艺根据这三层煤的赋存条件，可供选择的采煤工艺有高档普采和综合机械化开采。结合国内外目前综采机械装备水平，以及类似条件矿井的生产经验，由于综采工作面具有安全性好，工艺简单，产量高，工作面采出率高等特点，设计采用综采工艺开采。二、工作面主要设备选型由于井田内4层可采煤层厚度变化较大，本设计分别对两种采煤工艺进行设备配备，矿井初期只装备3号煤的放顶煤综采工作面设备。本矿井为整合矿井，工作面主要采煤设备按安全高效工作面进行配备。按目前国内采煤设备装备水平及制造工艺，为节约投资，设备立足国产。根据国内高产高效矿井生产经验，综采工作面应具有较长的工作面长度，采煤机具有大截深、大功率（可切割夹矸）、较快的切割速度，液压支架移架速度快且与可弯曲刮板输送机相匹配，回采工作面带式输送机具有长距离、大运量、大功率等特点。1、液压支架设计选用ZF5400-17/32D型支撑掩护式低位放顶煤液压支架，该支架支护高度1.73.2m，支护强度0.75MPa。该支架采用正四连杆摆尾梁式低位放顶煤四柱支撑掩护式。该型支架具有以下特点：a、前后立柱间有宽畅的行人通道。b、有较强的整体稳定性和抗冲击能力。c、采用摆尾梁式。2）采煤机所需采煤机功率并不大，但考虑煤层的硬度、夹矸情况，结合目前国内安全高效回采工作面的设备配置，以及周边煤矿生产实际，设计选用MG160/390-WD型电牵引采煤机，其主要技术特征如下：电动机总装机功率为390kW，其中切割功率为2160kW；电压1140V；采高为1.32.9m；截深：0.6m；牵引方式：交流变频电牵引；牵引速度07.0m/min；灭尘方式：内外喷雾3）工作面刮板输送机对于综放回采工作面，前、后刮板输送机应考虑工作面的采放比，并与工作面采煤装备相配套。为使前后刮板输送机能互换使用，前、后刮板输送机均选用SGD-630/180型，该刮板输送机运输能力为450t/h，电机功率为290kW。三、采煤工作面参数的确定1、工作面长度的确定鉴于本矿井初期开采的3号煤层厚度大，倾角平缓，地质构造简单，开采技术条件优越，设计确定回采工作面长度为150m。但在实际生产过程中，可以根据生产管理水平、地质条件以及采区具体情况对工作面长度进行适当调整。2、工作面机采高度及采放比工作面机采高度的确定综合考虑了工作面通风行人、顶煤和煤壁的稳定性、工作面回收率等因素。增大工作面机采高度，缩小采放比虽然提高了工作面回收率，但由于煤壁高，且本矿井煤质软，必将增大片帮的机率，对工作面稳产高产带来不利影响。采放比的大小，与开采煤层的厚度，煤层结构，顶煤的冒放性等因素有关。根据我国十多年来对缓倾斜煤层放顶煤开采经验，采放比大小与煤层硬度有着直接关系，在煤质中硬以下时节理发育时，其采放比一般以1：12.4为宜。根据本矿井3号煤赋存条件及液压支架支护范围，考虑到工作面瓦斯涌出量较大，为加大工作面过风断面，结合本区其它同类矿井放顶煤开采经验，根据煤层瓦斯含量，确定工作面机采高度为2.6m。据此，3号煤平均厚度为6.64m，根据机采高度的确定，工作面放煤高度为4.04m，其采放比为1：1.55。3、工作面放煤步距由于采放比为1：1.55，为减少丢煤，提高煤炭回收率，本矿井宜采用割一刀放一次煤的形式，其放煤步距为0.60m。第六章 掘进工艺一、巷道断面和支护形式综合考虑大型设备运输、通风、掘进、矿压、巷道服务年限等因素，设计确定采区巷道（大巷）断面形状采用矩形和半圆拱，支护方式采用锚网喷；工作面巷道采用锚杆支护；开切眼采用锚杆立柱支护。井下主要巷道断面特征见表5-1-1。表5-1-1 井下主要巷道断面特征表序号巷道名称断面形状断面尺寸(mm)支护方式支护厚度(mm)铺底厚度(mm）净断面（m2）掘进断面(m2）净宽净高1带式输送机大巷半圆拱46003500锚网喷12010013.815.52辅助运输大巷半圆拱34003080锚网喷1209.211.03回风大巷矩形42003100锚网喷12013.014.74工作面运输巷矩形48002800锚索+锚杆+金属网11.85工作面辅助运输巷矩形42002800锚索+锚杆+金属网13.446工作面回风巷矩形42002800锚索+锚杆+金属网13.447开切眼矩形70002800锚杆立柱19.6二、巷道掘进进度指标根据煤炭工业矿井设计规范中的规定，结合生产矿井的实践经验，确定正常生产期间各巷道掘进进度指标如下：普掘： 150m/月；煤巷综掘： 500m/月；三、掘进工作面组数及机械配备矿井配备两个掘进工作面，其中一个煤巷综掘工作面，一个普掘工作面。综掘工作面分别配备EBH-120TP型掘进机1台，SSJ-800/40型可伸缩带式输送机以及锚杆锚索钻机、调度绞车、局部扇风机、小水泵、激光指向仪等设备。 表5-1-2 综掘工作面主要设备序号设备名称设备型号电压（V）功率（kw）单位数量备 注1综掘机EBH-120TP660190台12可伸缩带式输送机SSJ-800/4066040台13对旋风机KDF-6.3660215台2一用一备4桥式胶带转载机QZP-160A6607.5台15喷雾泵站MRB125/31.56602x75台16探水钻机TXU-2006605.5台17激光指向仪JFY-3台18小水泵KQW20-50-5.56605.5台19除尘风机SCF-766037台110锚杆锚索钻机MQT-85J2耗气量3.4m3/min台2表5-1-3 普掘工作面主要设备 序号设备名称设备型号电压（V）功率(kW)单位数 量备 注1湿式煤电钻MZS-121271.2台22气动锚杆锚索钻机MQT-85J2耗气量3.4m3 /min台13喷雾泵站MRB125/31.5660275台1125L/min4对旋风机KDF-6.3660215台25小水泵KQW20-50-5.56605.5台16激光指向仪JFY-3台台17湿式混凝土喷射机PZ-5B耗气量6m3/min台18混凝土搅拌机P46605.5台19桥式胶带转载机QZP-160A6607.5台110带式输送机SSJ-800/4066040台111蟹爪式装岩机ZMZ-404040112探水钻机TXU-2006605.51四、井巷工程量矿井移交生产时总井巷工程量为7941m。其中：煤巷6683m，占84.2%；岩巷1257m，占15.8%。总掘进体积118328.6m3。其中：煤巷92228m3，占76%；岩巷26101m3，占23%。万吨掘进率为132.4m。井巷工程量详见表5-1-4。表5-1-4 井巷工程量汇总表工程名称长度（m）掘进体积（m3）煤巷岩巷合计煤巷岩巷合计井筒5305301741317413井底车场及硐5199748219.628193.6大巷31833183.54479844798采区巷道21702421942745646827924合 计6683125779419222826101118328.6继续教育学院毕业实习报告第七章 通风和安全一、瓦斯据山西省长治市煤炭工业局下发的长煤局安字2007717号关于2007年度年产30万吨以下矿井瓦斯等级鉴定结果的批复和山西省长治市煤炭工业局下发的长煤局安字2008534号关于长治市2008年度年产30万吨以下矿井瓦斯等级鉴定结果的批复，3号煤层瓦斯分带应为氮气二氧化碳带。3号煤层甲烷含量较低， 3号煤层瓦斯成份以氮气为主，二氧化碳和甲烷次之。二、煤尘爆炸危险性根据补2、补3、补4号孔对3、8-2、15-1、15-2、15-3号煤层煤尘爆炸性试验结果，其火焰长度5 35mm，扑灭火焰的岩粉量为5%60%，本井田3、8-2、15-1、15-2、 15-3号煤层之煤尘均有爆炸危险性。井田内各可采煤层的煤尘均具有爆炸危险性。因此，矿井生产中要做好井下洒水灭尘工作，最大程度降低煤尘浓度，确保安全生产。三、煤的自燃倾向性煤层自燃亦是矿井安全生产较大隐患。因此，未来矿井生产中对废弃巷道及时进行密闭，防止煤层自燃发生，确保安全生产。四、地温及地压本井田未做专门地温、地压工作，根据区域资料，确定本井田开采3、8-2、15-1、15-3号煤层，为地温、地压正常区。另据矿井调查，开采3号煤层井田范围内未发现地温、地压异常现象。五、矿井通风方式及通风系统根据矿井开拓布置及井筒布置形式，为充分利用现有设施，便于水平延深和接续，设计采用中央分列式通风，主井、副井进风，回风井回风。抽出式通风具有漏风量小，通风管理简单，既有利于对瓦斯的管理，又适应于井田走向长，开采面积大的矿井，故矿井通风方法采用抽出式。六、预防煤尘爆炸的措施本矿井采用综合防尘和个体防护相结合的防尘措施。 综合防尘1、建立矿井防尘供水系统。2、普通法掘进时采用湿式作业： 湿式凿煤（岩）； 水炮泥； 爆破前、后应冲洗煤壁，爆破时应喷雾降尘； 装煤（岩）洒水； 冲洗煤（岩）帮。 回采、掘进工作面除尘1、工作面进、回风巷均设置防尘洒水管路，进风巷管路每隔50m设一个三通阀门，回风巷管路每隔100m设一个三通阀门。2、工作面配有喷雾泵站，采煤机机组内、外喷雾装置完好，坚持无水不割煤。割煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。外喷雾罩住全滚筒，内外喷雾不完好，不准生产。机组司机在采煤机开动前必须首先打开机组喷雾，确保使用正常后，方可开机。割煤时内喷雾堵塞时，必须停机处理。3、各转载点要洒水喷雾，做到出煤洒水，停机停水，各喷雾点必须达到雾化良好。4、工作面距上下出口30m范围内安装不少于两道净化水幕，净化水幕应封闭全断面，灵敏可靠，雾化好，使用正常。5、工作面两巷要定期冲刷巷道积尘，并有记录可查，保证巷道内不得有厚度超过2mm、连续长度超过5m的煤尘堆积。第八章 提升、通风、排水和压缩空气设备本矿井资源整合时，未接收提升、通风、排水和压缩空气设备，本次整合设计需要重新选择以上设备。第一节 提升设备一、提升方式主、副井均采用立井提升方式。主井井筒直径5m，井口标高+936m，装备一对4t多绳提煤箕斗，钢罐道，担负矿井原煤提升任务。副井井筒直径6m，井口标高+936m，多水平提升，装备一套单罐笼带平衡锤提升设备，钢罐道，担负全矿井矸石、人员、大件、材料、设备等辅助提升任务。二、主井提升设备1、设计依据年生产量0.6Mt矿井工作制度330d，16h主井井口标高+936m装载巷底板标高+720m箕斗装载高度（箕斗底）12.6m箕斗卸载高度（箕斗底）10.8m罐道型式钢罐道2、提升容器采用4t多绳提煤箕斗，其主要技术参数如下：本体质量（包括悬挂装置）6500kg装载载荷4000kg本体高度8.5m首绳间距300mm箕斗装载口距箕斗底部的高度5.9m箕斗中心间距1.85m配加质量2500kg三、副井提升设备1、设计依据副井井口标高+936m副井井底车场标高+745m（第一水平）、+685m（第二水平）罐道型式钢罐道提升方式单罐笼带平衡锤最大班提升工作量见表7-1-1。表7-1-1 最大班提升工作量表提升项目单位数量人员人90矸石t90支护材料车13钢材车2设备及其他车20最大件质量kg8000平板车质量kg20002、提升容器1）罐笼1.0t矿车单层双车多绳罐笼，其主要技术参数如下：本体质量（包括首、尾绳悬挂装置）7800kg每次装车数2辆乘人数38人本体高度3.64m配加质量4200kg首绳间距300mm平衡锤质量 17000kg2）矿车1.0t矿车，其主要技术参数如下：本体质量 610kg名义装载质量 1000kg最大装载质量 1800kg副井提升系统恒力矩制动时的防滑计算结果见表7-1-2。表7-1-2 副井提升系统恒力矩制动时的防滑计算结果表项 目空运行大件材料人员滑动极限减速度m/s2上提as3.9423.93.13.431下放ax1.9712.3033.0362.643安全制动减速度m/s2上提 as3.593.0582.5432.954下放 ax1.8471.562.4662.221一级安全制动力Fz（kN）153第二节 通风设备矿井通风方式为中央分列式，通风方法为机械抽出式，由主、副进风，回风井回风。一、设计依据矿井风量90m3/s 矿井通风容易时期负压827.68Pa矿井通风困难时期负压1290.17Pa二、设备选型考虑通风装置及风道等漏风、阻力损失后，通风设备必需的风量和负压为：风量：Q=901.05=94.5m3/s 负压：矿井通风容易时期 H容易=827.68+3001127.68Pa矿井通风困难时期 H困难=1290.17+300=1590.17Pa矿井通风网路阻力系数及通风网路特性曲线方程：矿井通风容易时期：R容易1127.68/94.520.12628H容易0.12628Q2矿井通风困难时期：R困难1590.17/94.520.17807H困难0.17807Q2根据以上计算及国内通风设备的性能和使用情况，设计选用FBCDZ-8-24型矿用防爆对旋轴流式通风机两套，一套工作，一套备用。通风机配风机用交流变频防爆电动机，2160kW、380V、740r/min，采用变频调速控制。风机运行特性曲线见图7-2-1。风机运行工况见表7-2-1。通风容易时期（转速666r/min）通风困难时期（转速740r/min）图7-2-1 风机运行特性曲线表7-2-1 风机运行工况表通风时期风量（m3/s）负压（Pa）效率（%）叶片角度（）轴功率（kW）转速（r/min）容易时期94.51127.68780139.41666困难时期94.51590.1785-1180.4740风机配有在线监测预警系统，该系统具有能够在线测量和处理风机的运行参数等功能，并能够配合风门进行风机性能现场测试。三、反风措施反风方式为风机反转反风，能在10min内改变巷道中风流的方向，当风流方向改变后，反风量不小于正常风量的40%，满足现行煤矿安全规程的规定。井下反风设施为在主要进、回风巷之间的每个联络巷内，设连锁的两道正向和两道反向风门，以满足反风时的要求。第三节 排水设备本矿井在副井+745m水平井底车场附近设有主水仓及主排水泵站。矿井水流入主水仓后，由主排水设备排至地面井下水处理调节池。一、主排水设备1、设计依据矿井正常涌水量220m3/h矿井最大涌水量300m3/h副井井口标高+936m泵站底板标高+745m管路长度410m 2、设备选型水泵必需的排水能力Q正常1.2220264m3/hQ最大1.2280360m3/hH936-745+5=196m式中：5吸水高度，m。根矿井所需水泵排水能力的要求，设计选用MDS500-574型矿用耐磨多级离心泵3台，配YB2型防爆电动机，500kW、10kV、1480r/min。排水管路选用D2737无缝钢管管路，两趟。正常涌水时，一台水泵、一趟管路工作；最大涌水时，两台水泵、两趟管路同时工作。主排水设备主要技术参数如下：型号MDS500-574额定流量500m3/h额定扬程228m额定效率81%额定转速1480r/min配套防爆电动机YB2型、500kW、10kV、1480r/min排水管网特性曲线如下（单泵单管）：新管：H=1968.533810-5Q2 淤积：H1=1961.450710-4Q2 水泵运行特性曲线见图7-3-1。水泵运行工况见表7-3-1。表7-3-1 水泵运行工况表项目新管淤积单泵单管流量(m3/h)532490扬程(m)220.15230.83效率()7980轴功率(kW)420.22400.75吸水高度（m）5.286.02排水时间正常排水(h)9.9210.78最大排水(h)6.777.35图7-3-1 水泵运行特性曲线3、排水管路泵站内排水支管选用D2737无缝钢管，干管选用D2737煤矿井下用纤维增强树脂覆层复合管。主排水管路沿副井井筒敷设，井筒内主排水管路选用D2737煤矿井下用纤维增强树脂覆层复合管，两趟。正常涌水时，一趟工作，一趟备用；最大涌水时，两趟管路同时工作。4、其它水泵采用无底阀引水，引水设备采用SBS型射流泵总成，以排水管路中的压力水为能源，以压缩空气为备用能源。为有效地防止水锤冲击对水泵及管道的损害，在水泵出口装设多功能水泵控制阀。为便于设备安装和检修，在泵站内每台设备上方设有固定起重梁。主排水系统见图7-3-2。图7-3-2 主排水系统图二、副井井底水窝排水设备副井井底水窝积水，由副井井底水窝排水设备排至+685m水平井底车场巷道排水沟内，然后自流至主井井底清理撒煤硐室沉淀池内，再由主井井底清理撒煤硐室排水设备将水排至+745m水平的巷道内，自流至主水仓。1、设计依据水窝水量15m3/h排水高度28m2、设备选择根据水窝水量和排水高度，选用BQW30-40-7.5型矿用隔爆潜水泵2台，其中一台工作，一台备用。其主要技术参数如下：型号BQW30-40-7.5额定流量30m3/h额定扬程40m配套电动机功率7.5kW电压660V转速3000r/min排水管路选用D574煤矿井下用纤维增强树脂覆层复合管2趟，一趟工作，一趟备用。第四节 供电电源一、地区电力系统现状本矿井位于沁水煤田潞安矿区东北部，属长治电网管辖范围。其中主要的电厂有仁和电厂、潞宝电厂，该地区电网较为发达，已形成了以220kV、110kV为基础的完善的供电体系。矿井附近的主要变电站有店上110kV变电站及西白兔110kV变电站等。本地电网完全可以满足矿井供电要求。店上110kV变电站距本矿井工业场地约6.5km，该站有110kV、10kV两个电压等级，各电压等级均为单母线分段接线，主变容量225MVA，10kV预留备用间隔。西白兔110kV变电站距本矿井工业场地约4km，该站有110kV、35kV、10kV三个电压等级，各电压等级均为单母线分段接线，主变容量240MVA，35kV、10kV均预留备用间隔。地区电力系统地理接线示意见图7-4-1。图7-4-1 地区电力系统地理接线示意图二、矿井供电电源根据当地电网实际情况，并结合矿井电力负荷、输电距离，矿井供电电压35kV和10kV两个等级供选择，两方案比较如下：35kV方案：矿井设一座35kV变电站，两回电源线路引自西白兔110kV变电站35kV不同母线段，线路型号LGJ-95/4km。该方案优点：供电可靠性高，电压质量好、压降低（单回线路带矿井全部负荷时压降0.7%），电源线路损耗小，运行费用低；缺点：矿井需设一座35kV变电站，增加35kV开关柜8台，主变2台，该方案投资较10kV供电方案高约200万元。10kV方案：矿井设10kV总变电所，两回电源线路分别引自西白兔110kV变电站10kV母线和店上110kV变电站10kV母线，线路型号LGJ-300，长度分别为4km和6.5km。该方案优点：矿井主变电所投资低，占地面积小；缺点：供电可靠性较低，线路截面大、压降大（店上变电站单回10kV线路带矿井全部负荷时压降7.5%）、供电质量差，可能致矿井设备启动困难。两回电源线路分别接于两个110kV变电站10kV系统，倒闸操作时存在一定的不安全因素，同时该方案系统损耗大、运行费用高。综上分析，35kV供电方案在技术上具有较明显的优势。由于供电部门已经对建设单位上报的10kV供电方案进行批复，因此确定矿井暂采用10kV供电方案。本矿供电电源电压采用10kV，两回电源一回别引自西白兔110kV变电站10kV母线段，线路型号LGJ-300/4km,另一回引自店上110kV变电站10kV母线段，线路型号LGJ-300/6.5km。该供电方案的电源为双电源，满足煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范的要求。