海阳张家铁矿9万吨a地下开采设计-学位论文

辽宁科技学院（2015届）本科毕业设计题目：山东海阳张家铁矿9万吨/a地下开采设计专题：说明书70页，图纸7张，专题0页，译文17页第Ⅰ第Ⅰ页第Ⅰ第Ⅰ页山东海阳张家铁矿9万吨/a地下开采设计摘要本设计是山东海阳张家铁矿9万吨/a地下开采设计。张家铁矿位于辽东半岛山东境内，矿带总长450米左右，有多层1～3米厚的夹石，平均真厚度6.20米，矿体赋存最高标高295米，推断矿体赋存最低标高195米。赋矿围岩为混合花岗岩，岩石类型为磁铁石英岩，呈灰、深灰色，细粒结构，条纹条带状、块状构造，主要矿石矿物为磁铁矿，脉石矿物为石英。矿体具有一定规模和工业价值。本设计采用的是竖井开拓，罐笼井及风井均位于矿体下盘。该矿体采用中央对角式的通风方式，罐笼井作为进风井，另外设置两条风井，做为回风井。根据矿体的赋存条件，地质条件，本设计选用无底柱分段崩落法采矿方法。矿石、废石均由装运机运出采场，由罐笼运到地表。全矿共划分为2个中断，选用后退式开采。在设计说明书中，阐述了本次设计的开拓方案、采矿方法、运输设备的选择以及通风系统和排水系统的选着，对不同的方案作了详细比较，各项技术决策均有可行的依据，并且附有数据和资料。运用课堂上积累的知识，查找有关资料和文献，在老师的指导下，力求设计出一个合理可行的矿山设计。关键词：竖井开拓，中央对角式通风，无底柱分段崩落法第Ⅲ第Ⅲ页ShandongHaiyangZhangJiaironore90000tonsof/aundergroundminingdesignAbstractThisdesignistheShandongHaiyangZhangJiaironore90000tonsof/aundergroundminingdesign.ZhangjiashanirondepositislocatedintheLiaodongPeninsulaofShandongchurchyard,orewithatotallengthof450meters,1~3mthickmultilayerclampingstone,averagetruethicknessof619metres,orebodyoccurrencehighestelevation295minferredtheminimumheightoftheorebodyoccurrence195meters.Orebearingrockismigmatiticgranite,rocktypeismagnetitequartzitewasgrey,darkgrey,fine-grainedstructure,banded,massivestructure,themainoremineralismagnetiteandtheganguemineralsquartz.Orebodyhasacertainsizeandindustrialvalue.Thisdesignisusedinshaft,cageshaftandtheairshaftarelocatedinthefootwall.Theorebodybythecentraldiagonalventilation,cagewellasdowncast,anothersetoftwoshaft,asthereturnairshaft.Accordingtothegeologicalconditions,oregeologicalconditions,thesublevelcavingminingmethodinthedesign.Ore,wasterockbythescraperoutofthestope,thecageistransportedtotheground.Thisisdividedinto2interrupt,theretreatingmining.Inthedesignspecification,thispaperexpoundsthedevelopmentschemeofthedesign,miningmethod,transportequipmentandventilationsystemanddrainagesystem,thedifferentschemesforthetechnicalandeconomiccomparison,varioustechnicaldecisionwerefeasiblebasis,andattachedtothedataandinformation,undertheguidanceoftheteacher,andtheuseoftheclassofaccumulatedknowledge,findingrelevantdataandliterature,andstrivetodesignareasonableandfeasibledesignofmine.Keywords:Shafttodevelop，Thecentraldiagonalventilation，Sublevelcavingmethod第Ⅳ第Ⅳ页目录TOC\o"1-3"\h\u5671绪论 页1绪论1.1概述1.1.1本设计的目的及意义1、本设计的目的：(1)培养金属矿地下开采设计、施工与指导能力。更全面的了解金属矿地下开采工艺及技术指标；(2)通过毕业设计，更加深刻的理解地下矿开采的开拓、采准、切割和回采四大工艺环节，更加系统的了解提升、运输、通风、排水、动力供应等各大系统。2、本设计的意义：(1)本课题的选择与本人四年所学专业及就业目标一致，参加工作后可以从事这方面的工作，为以后的工作打好基础；(2)通过本次设计，使我们对所学的基础理论知识和专业理论知识进行一次系统的巩固，为我们今后去矿山工作打好坚实的基础。(3)通过收集资料、选题、选择合适的开拓方式、设备、采矿方法及运输方式等过程，有效的训练了思维能力、创造能力、实践能力。1.1.2矿区范围和自然条件矿区位于山东省海阳市张家铁矿位于海阳市郭城镇河南，行政区划隶属于海阳市郭城镇管辖。矿区距铁路9km，在烟台至海阳高速路边，有乡路相通，交通比较便利该矿区属辽东山地中等切割的中低山丘陵区。矿区内植被较发育。矿区最高海拔标高为465.5m，最低侵蚀基准面高程250米。该矿区气候温和，四季分明。年最高气温为35℃，最低气温为-25℃，年平均气温10℃，雨季在7、8月份，年降水量为785mm，封冻时间为每年的11月份，翌年4月份中旬解冻。当地经济以农业为主，主要种植玉米和大豆，矿业和林业发展较快。当地劳动力资源充足，开发矿业，有利于解决当地剩余劳动力问题，可增加农民收入，振兴和带动当地经济的发展。1.2设计基本原则认真贯彻执行国家和冶金行业的有关政策和法规。研究矿产资源现状，最大限度利用并开采资源。(3)研究铁矿及深加工后产品价位及走势，确定本次设计的合理价格体系。(4)采用先进的采矿工艺以及国内成熟的矿山装备。(5)充分了解矿山建设给生态和环境带来的影响，并努力建设一个绿色生态的矿山企业。1.3设计规模根据矿体赋存条件、矿区保有地质储量、选用的采矿方法及矿山装备水平，设计的矿山生产规模为年产矿石9万t/a。1.4主要设计方案1.4.1设计利用的资源量设计利用的资源量如表1.1：表1.1资源量矿体编号资源量（t）平均品位平均厚度（m）Ⅰ60550030.37％20

2地质2.1矿区及矿床地质2.1.1矿区地质区域内出露为大面积的太古代混合花岗岩和少量太古代表壳岩地层，太古代表壳岩地层呈似层状分部在混合花岗岩中，其岩性主要为斜长角闪岩、磁铁角闪石英岩等。铁矿体内零星出露的少量磁铁石英岩中，位于勘查区中部。受不同期次构造的影响，上述表壳岩形成多处小褶曲。矿区内出露大面积的混合岩花岗岩，呈白色，粗粒结构，块状构造，受混合岩化作用影响，局部片麻理较发育。2.1.2矿体概况1、矿体特征Fe1矿化带位于张家堡北山，除F1断层附近见有矿体出露地表之外，大部分为盲矿体，矿带总长450米左右，有多层1～3米厚的夹石，平均真厚度6.20米，矿体赋存最高标高295米，推断矿体赋存最低标高195米。赋矿围岩为混合花岗岩，岩石类型为磁铁石英岩，呈灰、深灰色，细粒结构，条纹条带状、块状构造，主要矿石矿物为磁铁矿，脉石矿物为石英。矿体具有一定规模和工业价值。F1断层将矿化带分为东西两段，西段矿带长240米左右，矿体倾向北，倾角68度左右，累计矿体真厚6.30米。东段矿带长210米左右，累计矿体真厚6.06～6.22米,矿体总体倾向南，倾角64～70度。Fe2矿体因为储量太少本次矿山设计不包含在内，可以忽略Fe2号矿体的设计。2.1.3矿石特征1、矿物组成：金属矿物，主要为磁铁矿；脉石矿物主要有石英。2、结构、构造：主要为它形中粗粒状变晶结构，片麻状和条带状构造。3、有用和有害元素及其含量：矿石中主要元素：全铁（TFe）平均品位为20%，磁性铁（mFe）占有率约为90%。有害元素含量：据组合分析，平均S含量0.012%，P0.105%。4、矿石类型：(1)自然类型：地表浅部为氧化矿，矿石为赤铁矿为主的磁铁矿；中深部为原生矿，矿石为以磁铁矿为主的磁铁矿。(2)工业类型：属贫磁铁矿。5、选矿技术指标：现矿山生产才用自磨球磨单一磁选常规流程，可获68～71%的优质铁精矿，达国内领先水平。2.2矿区水文地质及矿岩性质2.2.1矿区矿床水文地质该矿区地势北高南低，矿区附近无大的水系，矿床主要充水因素为大气降水，前期开采由于采坑较浅，可自流排水当采坑达到一定深度时，则需人工排水。该矿区气候温和，四季分明。年最高气温为35℃，最低气温为-25℃，年平均气温10℃，雨季在7、8月份，年降水量为785mm，封冻时间为每年的11月份，翌年4月份中旬解冻。总体上看矿区水文地质条件简单。2.2.2矿岩性质1、矿体及顶底板围岩稳定性矿段矿体为磁铁石英岩矿层；矿体顶板及北端围岩主要为混合岩花岗岩，局部夹斜长角闪岩；矿体底板及南端围岩主要为混合岩花岗岩。均为前震旦系建平群中深变质岩系，属坚硬和半坚硬岩石，稳定性较好。2、矿岩物理学参数(1)体重：矿石3.28t/m3，围岩2.58t/m3。(2)硬度系数：矿石f=8～12，围岩：混合岩f=8～12。(3)矿岩松散系数：1.50。2.3资源储量2.3.1工业指标内容如下：边界品位：TFe≥20%最低工业品位：TFe≥25%；最低可采厚度：2m夹石剔除厚度：1m氧化率（TFe/FeO）：氧化矿石≥2.7，原生矿石＜矿石资源储量矿石资源储量如表2.1：表2.1资源量矿体编号资源量（t）平均品位平均厚度（m）Ⅰ60550030.37％20

3矿床开拓3.1矿山规模及工作制度和服务年限设计该矿山生产规模为9万t/a。年工作330天，每天3班作业，每班8小时。矿山服务年限按下式计算：(3.1)式中：T：矿井服务年限（年）Q：矿井设计利用储量（Q=60.55万t）α：矿石回采率（取85％）A：矿井生产能力（9万t/a）γ：废石混入率（取15％）代入上式得：T=6.72年经计算矿山服务年限为6.72年。3.2生产能力验证1、按可布置回采矿块数进行生产能力验证：(3.2)式中：A—中段生产能力（t/日）N—中段可同时布置回采矿块数（N=9个），K—有效矿块利用系数(查《现代采矿手册》中册表9-7知，无底柱分段崩落法的矿块利用系数小于0.8，取0.7)q—矿块日生产能力（取36.6t/d）Z—副产矿石率（查《现代采矿手册》中册，无底柱分段崩落法的副产矿石率为10-15%，取15%）代入上式:A=271.76t/d该矿井按可布置矿块数同时回采，年生产能力为：271.27×330=89.52t/a。验证结果：矿山年生产能力为9万t/a可以完成。2、按矿山开采年下降速度验证年产量：(3.3)式中：S——矿体水平可采面积，取S＝3030m2；γ——矿石容重，γ＝3.3t/m3；V——矿床开采年下降速度，查《现代采矿手册》中册表9-13，取V＝10m/a；K——矿石回收率，取K＝85%；ρ——废石混入率，取ρ＝15%；K1——矿体厚度修正系数，取K1＝1.0；K2——矿体倾角修正系数，取K2＝1.0；E——地质影响系数,0.7-1.0，取E=0.9。代入得9.44万t/a，可以达到年产9万t的生产能力，符合要求。综上所述，9万t/a能完成。3.3开拓系统选择张家山矿段矿体为磁铁石英岩矿层，矿石普氏硬度系数f=8～12；矿体顶板及围岩和矿体底板及围岩主要为混合花岗岩岩；属坚硬和半坚硬岩石，稳定性较好。工程地质条件良好，一般巷道不需要支护。根据矿体的赋存情况：走向呈近WN向，倾向向南、北，平均倾角64~70度，一般地表较陡而深部相对略缓，北部较陡、南部相对略缓。根据矿床赋存条件及矿体倾角，采用竖井开拓为宜。三种竖井开拓方法：下盘竖井开拓、侧翼竖井开拓法、上盘竖井开拓法。1、下盘竖并开拓法这种开拓方法在金属矿山中使用最广。下盘竖井开拓适用于埋藏在地平面以下的急倾斜矿体，下盘竖井井筒处于不受矿体开采影响的安全位置，不需要留保安矿柱，且提升能力大。它的缺点是石门的长度随开采深度的增加而增加，当矿体倾角较小时，下部石门很长。当矿体埋藏在地平线以下深度较大，矿体倾角大于50°，矿体的下盘地表地形、地质构造、水文地质条件及岩石性质等适合于布置井筒时，多采用这种开拓方法。2、侧翼竖井开拓法侧翼竖井开拓法，就是竖井布置在矿体增向一端的开拓法。在竖井开拓法中，除下盘竖井开拓法外，在金属矿床开采中，特别是有色金属及稀有金属矿床开采中，用得较多的是侧翼竖井开拓法。其主要原因是在有色及稀有金属矿床中，一般说来，矿体走向长度不大，且多埋藏在山岭地区，受地表地形条件的限制。当矿体倾角小，采用下盘竖井开拓法石门太长，而矿体走向长度不大，且偏角小,地面与地下运输方向一致,或受地表地形及岩石条件的限制，竖井只能布置在矿体走向一端时，则采用侧翼竖井开拓法。3、上盘竖井开拓法上盘竖井开拓法，就是竖井布置在矿体上盘围岩中的开拓法。有时把从矿体上盘穿过矿体的竖井开拓法包括在这一类中。这类开拓法，石门较长，基建时间长，初期投资大。若穿过矿体，虽然没有这些缺点，但须留保安矿柱保护井筒。因此在金属矿床开采中；特别在稀有贵重金属矿床开采中，使用不广。只有在矿体倾角近于垂直，不能采用下盘和侧翼竖井开拓法时，才采用上盘竖井开拓法；穿过矿体的竖井开拓法，一般是在矿体倾角较小（15°~20°）、矿体厚度不大、分布面积广、矿石价值不高，埋藏深度较浅的情况下采用。通过对三种初选方案的优缺点进行简单对比分析，下盘竖井开拓具有明显的优势，所以选择下盘竖井开拓。3.4主井与风井1、主井罐笼井主井为罐笼井，主要用于提升设备、人员、矿石及废石，根据类似矿山选取井筒直径为3.6m，井口标高为275m，采用2＃罐笼加平衡锤多绳提升，钢丝绳直径为31mm。罐笼型号为YTGS-1.8-1，提升机型号为JK-2.5/20。罐笼井采用喷射混凝土支护，支护厚度设计为250mm。内设梯子间，敷设排水管、吸水管、压气管，兼作进风井，罐笼井坐标如表3.2：表3.2罐笼井坐标坐标XYZ罐笼井4500944215762482752、风井设置两个回风井，设计的回风井井筒断面净直径根据类似矿山选取为2.5m，采用喷射混凝土支护，支护厚度设计为200mm。设置梯子间，用作第二安全出口，回风井坐标如表3.3：表3.3回风井坐标坐标XYZ回风井1452955221569358295回风井24531638215835543203.5巷道断面尺寸的确定巷道断面尺寸根据电机车共同确定。1、断面宽度B的确定（有人行道）（3.4）式中：A—运输设备的最大宽度，0.85m；a—人行道的宽度，规定人行道的宽度不得小于1.2m，取1.2m；b—无轨设备至墙壁的最小距离，m，规定运输设备的边缘至墙壁的最小距离为0.6m，取0.6m。代入得：B=2.58m2、断面高度H确定+h（3.5）式中：H—巷道断面净高，m；C—设备的总高，1m；e—运输设备外形与拱部的间距，m，取做1.45m。h-道渣高度代入得：H=2.5m。3、三心拱参数的确定三心拱斜坡道拱高:

h0=B0/3=2568/3=856.2mm，取856mm（3.6）三心拱半径:R=0.692B0=0.6922568=1785mm；（3.7）r=0.262B0=0.2622568=673mm。（3.8）三心拱道墙高h1的确定：h1=H-h0=3833-1333=2500mm（3.9）人行有效净高h’=h1-h=2500-250=2250mm（3.10）规定人行道有效净高不小于1900mm，其结果符合规定，故可行。综上取墙高为2500mm。4、布置水沟和管线为方便排水，本通道内布置一不对称梯形水沟，水沟深200mm、水沟上宽310mm，下宽280mm。通讯及照明电缆应布置在人行道侧，洒水管应布置在人行道一侧，距道渣面200mm，压风管与洒水管平行布置，且位于洒水管下。3.6岩石移动影响范围设计根据矿体的赋存条件、采用的采矿方法，矿山周围环境因素，参照类似矿山的开采实践，并且本次设计矿体顶、底板围岩基本稳固，节理裂隙不发育，稳定性相对安全，故确定开采移动范围按：上盘岩石移动角为60°；下盘岩石移动角为75°；端部岩石移动角为65°；第四系沉积层移动角为45°。按矿体最低开采标高为195m，据此确定开采岩石移动范围。3.7开采顺序本次设计开采矿体的标高为195m~295m，阶段高度为50m，分段高度为10m，矿体自上而下开采。每个阶段划分为5个分段，分段高度为10m，其中分段间开采顺序为自上而下开采，各分段采用后退式回采。4采矿4.1采矿方法的选择采矿方法选择的原则如下：1、生产安全可靠，工艺尽量简单，并有效地解决采空区安全问题。2、劳动强度低，劳动生产率高，采矿成本低。3、最大限度提高矿石回采率和降低废石混入率。矿体原地表出露标高为295~305m，分布于2线附近，详查地质资料，矿体赋存标高为195~295左右。Ⅰ号矿体走向长500m，倾斜延深200m，平均厚度为20m。矿体总体走向呈近WN向，倾向分别向南北。平均倾角64-70°，一般地表较陡而深部相对略缓，北部较陡、南部相对略缓。矿区地表为荒山，附近有村庄、农田，地表允许部分陷落。矿体顶板及北端围岩和矿体底板及南端围岩主要为混合花岗岩。均为前震旦系建平群中深变质岩系，属坚硬和半坚硬岩石，稳定性较好。矿石中主要有用元素全铁（TFe）的平均品位为30.37%，磁性铁（mFe）占有率约为85%矿石工业类型属贫磁铁矿。根据矿岩较稳固，矿体为倾斜或急倾斜矿体，厚度属中厚到厚矿体，可选分段矿房法，又矿体有夹石地表允许陷落可选崩落采矿法，分段崩落法中有底柱分段崩落采矿采准切割工作量大，底部结构复杂，矿石损失量大，无底柱分段崩落法结构与回采工艺简单，安全，机械化程度高，损失贫化有可能小于有底柱方法，无底柱方法的通风条件较差，但在完善通风系统和加强通风的情况下，该缺点是可以克服的。根据条件可选方案只有选用无底柱分段崩落法。4.2采矿方法初选1、方案一简述：无底柱分段崩落法(1)方案特点优点：1)采矿方法结构简单，灵活性较大，不需留矿柱。2)无底柱分段崩落法与有底柱分段崩落法相比较采切比较小。3)回采工艺简单，便于使用高效的自行凿岩、装运设备实现采掘综合机械化。4)在巷道中作业安全,危险性相对要小。5)劳动生产率较高，矿块生产能力大。缺点：1)在独立巷道内作业通风条件较差，需设计局扇通风通风成本高。2)大中型设备维护工作量大，一般矿山自行解决设备故障件有一定困难。(2)采场的构成要素如表4.1：表4.1采场构成要素阶段高度溜井间距分段高度进路间距进路断面505010103.5×3(3)采准布置阶段运输沿脉平巷、天井、溜井，布设在下盘岩石中。阶段运输平巷应布置在其下阶段矿体回采错动界限外。将每个阶段划分为分段，各分段用巷道通过联络道连接，布置在脉外下盘。回采进路具体布置根据矿体厚度、倾角、出矿设备和合理运距、地压管理、通风及安全因素等确定。上下相邻的分段，回采进路呈菱形布置。为形成切割槽，可在回采进路的顶端，需开凿切割平巷和切割天井。每个矿块设一个溜井。溜井个数根据矿石产品种类而定，单一矿石产品时，设一溜井，采用装运机出矿。如果回采顺序是从矿体中间拉切割槽向上、下盘两个方向推进时，应分别在上、下盘岩石中布设溜井。应尽量避免在矿体中布置溜井及其它井巷工程，以减少矿石损失和降段封井工程量。(4)切割工作为形成切割槽，可在回采进路的顶端，需开凿切割平巷和切割天井，作为最初的崩矿自由面及补偿空间。(5)回采工艺回采进路与垂直于走向布置，回采是由上盘往下盘方向推进。为了减少贫化，在同一分段中各进路的回采巷道尽可能保持在一条直线上。采用凿岩机凿上向中深孔。炮孔为扇形布置，炮孔采用装药机进行装药。出矿设备采用装运机出矿。为了减少矿石损失，出矿采用低贫损出矿方式。(6)主要技术经济指标如下表4.2：表4.2主要技术经济指标矿块生产能力采切比矿石贫化率矿石损失率安全程度施工难易程度36.6t/d7.55m/kt15%15%安全易4.3矿块构成要素矿块垂直向布置，每个矿块以溜井位置来划分。每个矿块布置一个行人通风天井和一个矿石溜井，矿块的构成参数见下表4.3：表4.3矿块的构成参数项目名称阶段高度分段高度矿块长度矿块宽度进路间距布置形式参数选取50m10m50m矿体厚度10m垂直走向4.4采矿方法设计4.4.1采准工作采准是在已开拓完毕的矿床里，掘进采掘巷道，将各个阶段划分为矿块作为回采的独立单元，并在矿块内形成行人、凿岩、放矿、通风等条件。矿块采准包括采准巷道和切割巷道。依据主要采准巷道与矿体位置关系分为脉内采准、脉外采准和联合采准三类。考虑到巷道的支护级生产的安全等因素，采用脉外采准。采准巷道布置1、阶段高度根据矿岩稳固性及矿体倾角和赋存形态，取阶段高度为50m,阶段运输巷道布置在下盘脉外。2、矿块尺寸及溜井位置这种采矿方法划分矿块的标志不明显，为了管理上的方便，一般以一个溜井所服务的范围作为一个矿块。因此矿块长度等于溜井间的距离。溜井间的间距根据装运设备类型确定的，采用0.5m³装运机，溜井间距设为50米，同时为了生产上灵活、方便，溜井布置在脉外连接各分段。溜井应尽量避免与卸矿巷道相通，可用小的分支溜井与巷道相通，这样在上下分段同时卸矿时，互相干扰小，也有利于通风管理。溜井断面采用圆形，断面尺寸为直径2.5m。3、分段高度采用中深孔爆破，取分段高度为10m。4、回采巷道回采巷道的间距对矿石的损失贫化、采准工作量和回采工作量的稳固性都有一定的影响，取回采巷道间距为10m，回采巷道的断面形状以矩形为好，有利于在全宽上均匀出矿，拱形巷道不利于巷道边部矿石流动，使矿石的流动面变窄，并使矿石堵塞，增大矿石损失。由于采用装运机出矿，回采巷道尺寸为3.5×3.0m2。为了使重载下坡和便于排水，回采巷道应有3‰的坡度。5、回采巷道的布置回采巷道的布置是否合理，将直接影响损失贫化。上下分段回采巷道应严格交错布置，使回采分间呈菱形，以便将上一分段回采巷道间的局部残留矿石尽量回收。在同一分段内回采巷道之间应互相平行。回采巷道垂直走向布置。6、分段运输联络道的布置分段运输联络道用来联络回采巷道、溜井及各分段运输巷道，以形成各分段的运输、行人和通风系统。断面2.5×2.5m2。分段运输联络道采用下盘脉外布置。4.4.2切割工作回采前必需在回采巷道的末端形成切割槽，作为最初的崩矿自由面及补偿空间。开掘切割槽采用切割平巷与切割天井联合拉槽法。沿矿体边界掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部，切割平巷规格为3.5×3.0m2。然后每四个回采巷道掘一条切割天井，切割天井规格为3.5×2.0m2。在切割天井两侧，从切割平巷钻凿若干排平行或扇形炮孔每排5~8个炮孔，以切割天井为自由面，一侧或两侧逐排爆破爆破炮孔形成切割槽。其中标准矿块采准切割工程量如表4.6。4.4.3回采工作1、采场爆破凿岩工作(1)采场爆破参数1)扇形炮孔的边孔角：根据覆岩下放矿散体范围确定边孔角为50°。为减少第二分段炮孔的深度第一分段进路的边孔角取30°；2)炮孔扇面倾角：炮孔扇面倾角取80°；3)崩矿步距：崩矿步距取1.8m；4)孔径：60mm；5)最小抵抗线：根据W/d=30计算，W为最小抵抗线d为炮孔直径，取W为1.8m，爆破参数见下表4.7。表4.6标准矿块采准切割工程量表序号工程名称断面（m2）长度（m）数量（条）总长（m）工程量（m³）一采准工程1溜井联络道2.5×2.59763218.752分段运输联络道2.5×2.59218781.253通风天井联络道2.5×2.587563504分段巷道4×3.5501890068605回采巷道3.5×3.02090180023152.56矿石溜井3.1450189001413二切割工程1拉槽2.5×850945090002切割天井3.5×2.0109090063003分段切割平巷3.5×3.0509018005045合计－－－4861.264212.9表4.7爆破参数孔深孔径孔底距排距最小抵抗线8.0m60mm1.8m1.8m1.8m(2)炸药类型选择及单耗确定爆破炸药采用乳化炸药，起爆采用毫秒导爆管和导爆索连续起爆，根据岩石稳固性系数确定炸药单耗为0.65kg/m³。(3)凿岩工作每个采场需要1台YT-23型凿岩机，同时回采需2个矿房，共需2台，按50%备用1台，共3台。孔径60mm，扇形炮孔的边孔角为50°，炮孔扇面倾角为80°。YT-23型凿岩机技术参数见下表4.8：每米炮孔崩矿量：（4-1）式中：W—最小抵抗线，m；a—炮眼间距，m；η—炮眼利用率；γ—矿石体重t/m³；k—矿石损失率，%；k1—矿石贫化率，%；参照类似矿山，矿石损失率为15%，矿石贫化率为15%，代入得5.6t/m。表4.8YT-23技术参数质量冲击功冲击频率耗气量气管内径水管内径24kg65J36Hz80L/s25mm13mm凿岩直径最大孔深钎尾尺寸长34—42mm5mB22×108mm628mm3、出矿采切工程和崩落的矿体利用7台0.5m³装运机进行装运(2台备用)，将崩下矿石运至分段运输巷道内的溜井。通风结束后进行撬毛排险，将工作面附近的定帮浮石处理干净，采场运输采用机车设备运搬方式，主要设备为0.5或0.7m³蓄电池机车，机车主要技术参数如表4.10。4、覆盖岩层形成为了形成崩落法正常回采条件和防治围岩大量崩落造成安全事故，在崩落矿石层上面必须覆以岩石层。岩石层厚度要满足两点要求：第一，放矿后岩石能够埋没分段矿石，就形不成积压爆破的条件，使崩下的矿石将有一部分落在岩石层之上，增大矿石损失贫化；第二，一旦大量围岩突然冒落时，确实能起到缓冲的作用，以保证安全。根据这一要求，一般覆岩后度约取为两个分段高度。4.5采空区处理可允许地面部分塌落和沉陷。该矿工程采用无底柱分段崩落法采矿，采用崩落围岩的方法实现地压管理。分段采矿结束后，用深孔、中深孔爆破崩落上下盘围岩，释放应力，改变应力集中部位，将承压带转移到采空区周围较远处的岩体中。但要注意的是在底部需形成足够厚的废石垫层，便于与作业区隔开，以防止岩石崩落时影响作业区的生产和安全。在条件允许的情况下，尽可能使产生废石不出坑而充填到采空区内，既降低了提升运输成本，又减少了废石场的占地面积。最后将通往空区的巷道进行封闭并留泄水孔。使其生产区隔绝采空区，防止采空区围岩冒落产生对生产区的冲击力。表4.10机车主要技术参数型号单位CAY2.5/6G额定斗容m³0.5、0.7额定载重量t1.75机重t1.5-3功率KW101.5轨距mm600外形尺寸mm（长×宽×高）1500×850×1050

5矿井通风5.1通风方式和通风系统矿山井下采用机械连续通风，通风系统采用中央对角式通风，新风由罐笼井进入井下，经石门、中段运输平巷进入采场，污风由两翼风井排出地表。5.1.1矿井风量计算1、根据矿井年产量和年产万吨耗风量，估算矿井总风量：Q=A×q（5-1）Q—矿井总风量，m3/s；A—矿井年产量，万t/a，本矿山年产量为9万t/a;q—年产万吨耗风量，m3/s，根据《采矿设计手册》矿山开采卷下，表2-16-10知，中型矿井q取1.5-4m3/s,本次设计取2.5m3/s。代入公式得：Q=9×2.5=22.5m3/s2、按工作面防尘进行计算(1)回采工作面风量①安排尘风速濑确定回采工作面风量：q=sv（5-3）式中：q——作业面排尘需风量，m3/s；s——巷道型采场过风断面，m2；v——巷道型回采工作面要求的排尘风速，取0.4m/s.带入得4.2m3/s。②安排除炮眼濑计算回采工作面需风量：（5-4）式中：q——采场排烟风量，m3/s；N——风流交换倍数，取12；t——爆破后排烟通风时间，取1200s；L——采场长度，m；S——采场过风断面积，m2。代入得：q=12/1200×50×10.5=5.25m3/s上述计算结果可知，排尘风量大于排烟风量，印次排尘计算所得的风量5.25m3/s作为采场工作面所需供风量。(2)掘进工作面需风量根据《采矿设计手册》矿山开采卷下，表2-16-16知，掘进断面大于9.0m2时，掘进工作面需风量在2.5-3m3/s，取3m3/s(3)服务性硐室风量硐室所需风量为2m3/s设计9个掘进工作面，9个回采工作面，12个辅助通风硐室。按排尘风量计算，Q==9×5.25+9×3+12×2=98.25m3/s（5-5）Q—矿井总风量，m3/s；—回采工作面需风量，5.25m3/s；q—掘进工作面需风量，3m3/s；q—硐室所需风量，2m3/s。考虑到可能有漏风等影响因素，取1.2的风量备用系数，需风量为110m3/s，矿井总风量如表5.1：表5.1矿井总风量工作面每个作业面的需风量，m³/s同时工作作业面个数，个总风量，m³/s采区5.25947.25掘进面3927硐室21224总计－－98.25矿井风速核定：根据矿井设计井巷和计算需风量，对用风地点进行风速核定，均符合《金属非金属矿山安全规程》第6.4.2条的规定。矿井安全出口风速校验：风井最大风速为5.87m/s，符合要求。5.2局部通风无底柱分段崩落法回采工作面的巷道为堵头巷道，难以形成贯穿的风流；工作地点较多，巷道交错容易形成复杂的的角联网络，风量调节困难；溜井多而且溜井与各分段联通，机车卸矿时扬出大量粉尘，污染风源。采区采用局扇进行通风，用分段平巷和进路的普遍局扇进风，风筒和采场回风天井回风。局部通风采用压入式通风，风机安装在各个分段联络道的进风侧，新风由风筒压入工作面(距离工作面小于15m)，污风由回采进路排出被分段联络道中的主风流带走。设计选用了高效节能低噪声矿用JK55-2NO.45型局部排风扇，其功率为4kW，风量2.1～3.4m3/s，全压1275～981Pa，用于加强辅助通风。采场一般利用矿井总负压进行通风，将回采工作面的污风引向回风巷排出地表，但有时因工作面小，通风阻力大，在主扇通风效果不显著的情况下，采用局扇辅助通风，以改善工作环境。5.3通风构筑物在各中段回风井前的回风巷道中，设置调节风窗或调节风门，以调节生产中段的风量和负压，中段回采结束后，根据实际情况及时在侧翼回风平巷中构筑挡风墙。6矿山机械6.1矿井提升与运输6.1.1设计依据矿山规模：矿石9万t/a，矿、岩石性质：矿石的体重3.3t/m3，岩石的体重2.6t/m3。工作制度：年工作330d，日工作24h，三班作业，每班8h。矿山服务年限：6.72a。6.1.2电机车与矿车类型及质量的确定金属矿山井下运输采用蓄电池电机车牵引矿车进行运输。根据设计的年生产矿石9万吨/年，按下表6.1运输量与机车质量、矿车容积、轨距、轨型的关系表确定出电机车质量为1.5～3t，矿车容积为0.5或0.7m³和相应的轨矩为600mm，钢轨型号为12～15kg/m，按表下确定出电机车质量为1.5～3t，矿车容积为0.6～1.2m³，钢轨型号为12～15kg/m。参考《井巷工程》表1-7和《现代采矿手册.中册》表9-351如下表6.2、9-374如下表6.3,确定运送矿石的电机车型为CAY2.5/6G的电机车和矿车型号为YFC0.7-6的翻转式矿车。表6.1运输量与机车质量和矿车容积及轨道型号规格关系表序号运输量（万吨/年）机车质量（t）矿车容积（m3）轨距（mm）钢轨型号（kg/m）1＜81.50.5～0.6600828～151.5～30.6～1.260012～15315～303～70.7～1.260015～22430～607～101.2～2.060022～30表6.2电机车技术参数主要技术参数ZK3-6/250-1CAY2.5/6G粘着质量（t）32.5额定电压（V）250488轨距（mm）600600车轮直径（mm）520460轴距（mm）850650允许通过最小曲线半径（m）65外形尺寸（总长ⅹ总宽ⅹ高度）（mm）2750ⅹ944ⅹ15502250ⅹ920ⅹ1283表6.3矿车主要技术参数型式型号车厢容积（m³）最大装载量（kg）轨距（mm）外形尺寸（mm）轴距（mm）卸载倾角（°）质量（kg）长宽高翻转式YFC0.7-60.71.756001650980120060040710侧卸式YCC2(6)2560030001250130010004218306.1.3主井提升系统本次设计开拓系统采用罐笼竖井开拓。罐笼竖井负责提升井下各中段生产的矿石、运输岩石、人员、材料及设备等。1、罐笼井提升系统设施及参数(1)提升容器提升容器采用YJGS-1.8-1型2＃单层罐笼（单绳提升）。有关技术参数如下：罐笼自重：Gg＝2t一次提升矿车数：1个一次提升人员数：10人提升速度：4.5m/s提升岩石时一次有效提升量：Qx＝1t(2)根据类似矿山选取提升机类型，提升设施及参数如下：1）提升机型号JK-2.5/202）最大提升速度4.7m／s3）提升机卷筒直径2m4）减速机速比205）提升钢丝绳直径31mm7矿井供水及排水系统7.1矿坑涌水量区内地表水体不发育，深部地下开采主要充水因素为磁铁石英岩矿层本身构造裂隙承压水，和大气降水通过矿体上盘崩落塌陷区矿体下盘露天坑及崩落塌陷区渗入水量。磁铁石英岩构造裂隙承压含水层（带）垂直总平均厚度103.50m，静止水位标高为255.92m。据抽水试验，该带（层）最大降深涌水量为2.05m3/s，单位涌水量0.055L/s.m，平均渗透系数0.102m/d。地下水主要补给源为大气降水及山前冲洪积层孔隙潜水。地下水主要补给源为大气降水及山前冲洪积层孔隙潜水。据气象部门统计资料，海阳1957年-1990年7、8月份雨季期：33年日均降雨量为796mm，最大一次降雨强度为1988年7月15日50.5mm/d。大气降雨是矿床充水的主要因素。结合水文地质条件相类似的矿山运用类比法进行预测的。矿坑正常涌水量1250m3/d；最大涌水量2605m3/d。7.2排水方式与系统矿山的涌水主要集中于中下部，涌水量不大，集中排水所需要的开拓量小，管路铺设简单，管理费用低，故可采用集中排水的方法，即把上部中段的水，用疏干水井、钻孔或管道引至195m主排水设备所在的水仓中，然后由水泵集中排至地面。排水系统由水沟、清理斜巷、水仓、配水井、吸水井、排水泵硐室、变电硐室等组成。7.3防水措施1、设置备用水泵,备用的输水管道等；2、适当扩大水仓容积，及时排出漏水；3、通向车场通道内，设置向外开的防水门和栅栏门。7.4综合防洪排水措施矿床开采过程中，允许部分地表坍陷，有地表大气降水渗入坑内问题。因此，地表坍陷区外围要设排水沟。井下排水系统必须安装足够的排水装备。矿井留设最少两个的安全出口，有畅通的安全线路，以便及时撤出井下人员。8总图运输8.1企业布局张家铁矿第一采区位于山东海阳市郭城镇内。矿区东西长600m，南北宽300m，面积约180000m2。8.2总体布置及总图设计矿山工业场地总平面布置应遵循工艺流程布置合理、内外运输顺直简捷、因地制宜、利用地形、安全卫生、保护环境、近远结合、节约用地等布置原则，从全局出发，统筹相互关系，进行系统的综合分析，经过多方案技术经济论证，择优选取。矿山主要有井下采区、废石场、地面工业场地和行政办公室等设施组成。矿山工业场地和行政办公区位于矿体下盘和坑口附近西南部，矿山废石较少，大部分废石弃于采空区，少量废石排至洞口西南部或用作铺路，上述设施已经形成。50m3生产用水和消防用水蓄水池设在井下简易水仓，井下的排水做为生产用水和消防用水的水源。8.3生产运输井下生产运输采用矿车、装运机、罐笼，将矿石运至地面井口矿石场，废石运至附近的排土场或用作铺路。8.4排土场该矿废石量比较少，主要是掘进脉外巷道时产生一些废石，一般运至附近的排土场，或用作铺路。8.5绿化为了改善井口工业场区的工业场地，在工业场地周围进行植树绿化。绿化系数不低于25%。

9环境保护9.1设计依据及设计原则1、设计依据(1)《建设项目环境保护管理方法》；(2)《建设项目环境保护条件》，国务院253号令；(3)《国务院关于结合技术改造防治工业污染的几项规定》；(4)《大气污染物综合排放标准》，GB16297－1996；(5)《污水综合排放标准》，GB8978－1996；(6)《工业企业厂界噪声标准》，GB12508－90。9.2主要污染源及污染物(1)采掘过程中排出的废石；(2)采矿作业中产生的粉尘和废气；(3)地下排出的矿坑水；(4)噪声及爆破污染。9.3环境保护措施(1)废石的处理；(2)采掘作业产生的烟尘和废气的处理的力度；(3)矿山废水处理情况；(4)矿山噪声污染的防治的力度；(5)矿山复垦情况；(6)绿化工程的开展。9.4环境影响评价本项目对环境的影响主要是：废石、粉尘、污水、噪音等。采用环保措施后，对周围的环境几乎不会造成污染。虽然在矿山开采中产生一定的噪声，但为地下开采，不会影响周围居民的正常生活。总之，区域环境不会因为本项目的实施而发生大的变化。9.5环境监测与管理矿山应设立安全环保职能部门，设专职或兼职安环监督人员，通风防尘专职人员应不少于接尘人数的5-7%。安环监督人员受矿行政领导负责完成环境管理和监测工作任务。10安全技术与工业卫生10.1工程设计依据10.1.1依据的主要文件1、劳动部关于印发《矿山建设工程安全监督实施办法的通知》的通知及附件，劳动部发（1994）502号文；2、《建设项目（工程）劳动安全卫生监督规定》（中华人民共和国劳动部第3号）；3、关于颁发《建设项目（工程）职业安全卫生设施和技术措施验收办法》的通知，劳动部劳安字（1992）1号文；4、国务院办公厅《关于切实加强民用爆破物品管理的通知》国办发（1987）66号；5、公安部国家计委、劳动部、物质部、农业部、能源部、国家建材局《关于切实加强小矿山爆破器材安全管理的通知》（88）公发20号；6、国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局令（第9号）《非煤矿山企业安全生产许可证实施办法》。10.1.2依据的法规及规程和标准1、《中华人民共和国矿山安全法》；2、《中华人民共和国矿山安全实施条例》；3、《矿山建设安全监督实施办法》劳动部1994年12月15日印发；4、《爆破安全规程》GB6722－2003；5、《金属非金属矿山安全规程》GB16423－2006；6、《工业企业卫生设计标准》GBZ1－2002。10.2.1矿山生产过程中危险有害因素分析1、井下巷道、采场的冒落及片帮；2、炮烟及粉尘；3、爆破；4、坠落；5、车辆与机械伤害；6、触电；7、透水；8、噪声。矿山初期建设及生产过程中常见的事故有：冒顶片帮事故、火灾事故、斜井提升事故、、透水事故、电气事故、机械事故、中毒事故等。10.2.2生产过程危害因素分析本矿采用竖井开拓，采矿方法为无底柱分段崩落采矿法。采用的生产工艺是目前国内比较成熟并且普遍使用的生产工艺。但在矿山各生产工艺实施过程中尚存在着如下一些不安全因素，生产中应高度重视，避免发生。1、地下井巷道、采场的片帮、冒落、顶板危石的坠落；2、爆破产生的余震、冲击波，爆破施工时的早爆、迟爆和盲炮不安全因素，以及爆破器材的使用、储运、保管，使用的不安全因素；3、井下通风效果的好坏，炮烟中对人的危害；4、溜井、地井、漏斗等防坠措施不健全引起的不安全因素；7、各种机械设备外露部分安全措施不当等对操作人员的伤害；8、此外还有用电安全及工业场地防火安全等。10.3设计及矿山生产中对安全采取的预防措施矿山企业应贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针，逐步实现安全管理科学化、标准化，严格按照《金属非金属矿山安全规程》和相关的法律、法规组织生产。矿山建设项目的安全设施必需与主体工程同时设计，同时施工，同时投入生产和使用。10.3.1总图布置的安全技术措施1、工业场地所有固定建构筑物及设施均布置在地下开采错动范围20m之外。2、办公区、生活区建构筑物之间的距离，应符合《建筑防火规范》的要求。厂、矿区道路符合《厂矿道路设计规范》。

结论为其两个多月的毕业设计时光即将结束，在采矿教研室老师们的指导和同学的帮助之下，我对金属矿地下开采设计有了更多，更深的认识，对地下开采设计的整体设计布局有了更加清晰的认识。从开始的搜集资料，整理资料，到最终方案设计的确定，每一步都是紧密衔接的，哪怕其中任何一个步骤产生遗漏或者疏忽，会对以后的设计进程带来很多的不便。毕业设计中，根据中国地质资料和采矿设计手册要求进行方案的选择和设备的选型。比如在采矿方法选择的过程中，一句矿体的上下盘围岩和地表部分允许塌陷的条件可以排除一部分采矿方法，最后选择无底柱分段崩落法和阶段矿房法经行比较时，这两种方法在矿山技术上都是可以采用的，但经过详细的技术经济比较和矿脉存有夹石的特殊情况，为了满足年产量，阶段矿房法需要准备过多的矿房并且造成矿石贫化过大，在生产效率上不及无底柱分段崩落法。因此最终选择无底柱分段崩落法。在开拓方案的选择中做了简单比较，最后选择了下盘竖井开拓方案。本次设计的步骤大致如下：第一步根据资料全定地表移动界线；第二步根据地表移动接线确定井口大体位置；第三步确定采矿方法及验证矿山规模；第四步确定开拓系统及严整提升能力；第五步确定通风、排水系统等；第六步撰写设计说明书。通过这次毕业设计，我深刻领会到掌握专业知识的重要性，不仅检验我这大学四年来我的学习成果，更重要的是我更加清楚的认识到自身的不足，为我毕业后的工作和生活带来很大的帮助。在整个设计中我懂得了许多东西，也培养了我独立工作的能力，梳理了对自己工作能力的信心，对今后的工作有非常重要的影响。

致谢我要感谢这次毕业设计，他让我真正的受益匪浅。通过设计，我把大学四年来所学过的基础知识和专业知识又温习了一遍，通过毕业设计我对很多知识又有了更深刻的理解，并且把他们进行了一个系统性的归纳和总结，这是我的第一次历练，我想这对我以后工作是很有帮助的。对于这次设计，我除了要感谢我的指导老师王子云老师以外还要特别感采矿教研室的其他老师，整个设计从头到尾，老师都时时刻刻在关心着我们，经常询问我们设计的进度和遇到的困难。而每次遇到问题时，老师又耐心的为我们讲解，还经常给我看一些案例，深刻所学的知识设计从最初课题研究方向的选择、技术的确定，到具体研究方法的研究探讨、对研究结果的分析，方方面面无处不包涵着导师辛勤劳动结晶，大到整体构思布局，小至具体施工细节问题，点点滴滴无一不体现着老师崇高奉献的精深。本设计说明说在撰写过程中，得到了辽宁科技学院采矿教研室诸位老师的大力支持和有力帮助，在此向你们说声“十分感谢”。感谢所有给予我关心、帮助的老师和同学！本设计在撰写作过程，参阅了大量的文献资料，和一些实际案例。在此向被引用资料的作者表示感谢。感谢所有帮助过我的人！2015年6月辽宁科技学院

参考文献[1]采矿设计手册(井巷工程卷).中国建筑工业出版社[2]采矿设计手册(矿床开采卷（上）).中国建筑工业出版社[3]采矿设计手册(矿床开采卷（下）).中国建筑工业出版社[4]采矿设计手册(矿山机械卷).中国建筑工业出版社[5]解世俊.金属矿床地下开采.北京：治金工业出版社.1979[6]采矿手册（第2卷）北京：冶金工业出版社.2005[7]采矿手册（第4卷）北京：冶金工业出版社.2005[8]采矿手册（第5卷）北京：冶金工业出版社.2005[9]采矿手册（第6卷）北京：冶金工业出版社.2005[10]现代采矿手册（中册）冶金工业出版社.2012[11]现代采矿手册（下册）冶金工业出版社.2012[12]冶金矿山设计参考资料（上册）冶金工业出版社.1979[13]冶金矿山设计参考资料（下册）冶金工业出版社.1979[14]采矿工程师手册（上册）冶金工业出版社.2009[15]采矿工程师手册（下册）冶金工业出版社.2009[16]中国典型爆破工程与技术.冶金工业出版社.2009[17]吴中立.矿井通风与安全.徐州：中国矿业大学出版社.1989[18]EngvallB(1998)Projectstraightholes，GRUV2000[19]HamrinH(1992)Projectdrillingextendstherangeoflong-holebalsting.Mining&International1992，67-70，SterlingPublicationsLimited.[20]HamrinH(1995)Projectdrillingextendstherangeoflong-holebalsting.[21]PresentationatSymposiumofMinePlinningandEquipmentSelection，Calgary.[22]TrendsandTendenciesintheDevelopmentofExploitationandProcessionTechniquesInRockMining，Jx，MSokolowski，PolishCongressofrockMining，Kielce，May21-22，1997，SITG，(inPolish).附录附录A：附图图1、井上下工程对照图图号：A1，第1张；图2、开拓系统纵投影图图号：A2，第2张；图3、通风系统图图号：A2，第3张；图4、无底柱分段崩落法图号：A3，第4张；图5、200米阶段平面图图号：A2，第5张；图6、250米阶段平面图图号：A2，第6张；图7、井巷断面图图号：A3，第7张；

附录B:外文文献及翻译ApplicationofHEMScoolingtechnologyindeepmineheathazardcontrolAbstract:Thispapermainlydealswiththepresentsituation,characteristics,andcountermeasuresofcoolingindeepmines.Givenexistingproblemsincoalmines,aHEMScoolingtechnologyisproposedandhasbeensuccessfullyappliedinsomemines.Be-causeoflong-termexploitation,shallowburiedcoalseamshavebecomeexhaustedandmostcoalmineshavehadtoexploitdeepburiedcoalseams.Withtheincreaseinminingdepth,thetemperatureofthesurroundingrockalsoincreases,resultingineverin-creasingrisksofheathazardduringminingoperations.Atpresent,coalminesinChinacanbedividedintothreegroups,i.e.,nor-maltemperaturemines,middle-to-hightemperatureminesandhightemperaturemines,basedonourinvestigationintohightem-peraturecoalminesinfourprovincesandonin-situstudiesofseveraltypicalmines.TheprincipleofHEMSistoextractcolden-ergyfromminewaterinrush.BasedonthecharacteristicsofstratatemperaturefieldandondifferencesintheamountsofminewaterinrushintheXuzhouminingarea,weproposedthreemodelsforcontrollingheathazardindeepmines:1)theJiahemodelwithamoderatesourceofcoldenergy;2)theSanhejianmodelwithashortageofsourceofcoldenergyandageothermalanomalyand3)theZhangshuangloumodelwithplentyofsourceofcoldenergy.ThecoolingprocessofHEMSappliedindeepcoalmineareasfollows:1)extractcoldenergyfromminewaterinrushtocoolworkingfaces;2)usetheheatextractedbyHEMStosupplyheattobuildingsandbathwatertoreplacetheuseofaboiler,ausefulenergysavingandenvironmentalprotectionmeasure.HEMShasbeenappliedintheJiaheandSanhejiancoalminesinXuzhou,whichenabledthetemperatureandhumidityattheworkingfacestobewellcontrolled.Keywords:deepmineheathazard;mineclassification;minewaterinrush;heathazardcontrolmodel1IntroductionCoalhasbeenthemajorenergysourceinChinaforalongtime,occupyinganirreplaceablepositionintheone-offenergystructure.Shallowresourceshavebecomeincreasinglyexhaustedasaresultofexploi-tationoverlongperiods.Therefore,mostcoalmineshavehadtoresorttodeepexploitation.Inaddition,thecomplexgeo-mechanicalenvironmentincreasestheriskoffrequentengineeringaccidents.Thiscom-plexgeo-mechanicalenvironmentiscausedby“thethreehighsandonedisturbance”,i.e.,highgroundstress,highgroundtemperature,highosmoticpres-sureandintensivedisturbancethroughexploitation[1].Therearemanylocaldisasters,suchasgasexplo-sions,pressurebumps,lanewaybottomwaterin-rushes,seriousminepressure,severedeformationandrheologicalbehaviorofsurroundingrock.However,thehightemperatureheathazardindeepminesistheriskofdisasterwehavetocopewithatpresent.Hightemperatureheathazardindeepminesaffectnotonlythemechanicalpropertiesofsurroundingrocks,butalsosafetyinmineproduction[2].Accord-ingtoincompletestatistics,thereareatotalof33minesinChinawithaminingdepthexceeding1000m,withthetemperatureoftheworkingfacereaching30–40°C.Theproblemofdeepmineheathazardhasalreadyseriouslyaffectedtheenergyresourcedevel-opmentinChina,whichneedstobeurgentlysolved.Withtheincreaseinminingdepth,thetemperatureofthesurroundingrockkeepsrising,seriouslyin-creasingheathazardinexploitationandtunnelingworkingfaces.Duringthe1950sand1960s,seriousheathazardoccurredinsomedeepminesbothathomeandabroad.Inthe1970s,theproblembecamemorewidespread，withatendencyofdevelopingfromafewindividualminestoallcoalmines.Accordingtosomepreliminarystatisticsofminesinforeigncoun-tries[3],theairtemperatureinminesofwesternSouthAfricahasrisento50°Catadepthof3300m.Be-causeofthenearpresenceofgeothermalwater,theairtemperatureintheFengyulead-zincoremineinJapanisupto80°Catadepthof500m.Bytheyear2000,theaverageminingdepthofstate-ownedcoalminesinChinawasabout650mandtheaveragetemperatureoftheoriginalrockrangedbetween35.9and36.8°Cattheproductionlevel.Forthosemineswithadepthexceeding1000m,theoriginalrocktemperaturerangedbetween40and45°Cwhilethetemperatureattheworkingfaceswasbetween34and36°C,causingmostminestobecomeheathazardareasofthefirstorsecondlevel.Suchhotenvironmentsdoseriousharmtotheworkers’healthandarethecauseoflowphysicalability,suchaslowworkefficiency,heat-strokesandthermalblooming.Allthataboveresultsinneurologicaldisturbancesforworkers,reducingtheabilitytoprotectthemselvesandmayseriouslyaffectthesafetyproduction.InordertofurtherourunderstandingandcontroloftheconditionsofhightemperatureminesinChina,theChinaUniversityofMining&Technology(Bei-jing)andtheStateAdministrationofCoalMineSafetyhavemadeathoroughinvestigationofhightemperatureminesinChina.Thisinvestigationdealtwithheathazardinmajorstate-ownedandlocallyownedminesinfourprovinces,i.e.,Shandong,Ji-angsu,AnhuiandHenan.Thecoalminesinvestigatedin-situineachprovincearethefollowing:theSuncuncoalmineoftheXinwenMiningCompany,theTangkoucoalmineoftheZiboMiningCompany,theJining#3mineoftheYanzhouMiningCompanyandtheXingcuncoalmineoftheDatongMiningCom-panyinShandong;inJiangsu,theJiaheandSan-hejiancoalminesoftheXuzhouMiningCompany,theYaoqiaocoalmineoftheDatunCoalandElec-tricityCompany,theBaijicoalmineoftheLianyun-gangMiningCompanyandtheLiuzhuangcoalmineoftheGuotouXinjiCompany.Includedintheinves-tigationinAnhuiprovincewasthePanyicoalmineoftheHuainanMiningCompanyandinHenanprovince,the#4,#6and#11minesofthe