采矿工程毕业设计（论文）-同煤集团四老沟煤矿14#煤层150万ta初步设计.doc

摘摘要要该设计针对的是大同煤矿集团大斗沟煤业公司刚批准开采的14号薄煤层，该井田面积35.6平方公里，煤层平均厚度为1.82米。开拓方式在原有矿井开拓基础上进行改扩建，采用主副双斜井开拓。据地质勘探打孔知该煤层开采水平标高990米，距离地表平均高度330米。矿井工业广场布置在原来的地方，基于经济情况及成本控制不再另设新的工业广场。基于该煤层赋存条件稳定，倾角很小，是近水平煤层，并且水文情况也很好，用水量不大，等条件。采煤方法采用单一走向一次采全高长壁采煤法。因技术条件成熟，工人技术稳定，应市场需要及地质实际情况等，采用综合机械化采煤方法。此次设计，重点使学生熟悉真实情况矿井设计内容，能够在指导老师及同学互相协助下完成，为走向工作岗位奠定良好的理论基础。同时，也是对大学四年的学习有一个综合性全方位的总结。关键词:矿井开拓；采煤方法；综合机械化采煤。全套图纸加扣3012250582ABSTRACTThedesignismineinDatongCoalMiningAreaSilaogou14#coalseam.DatongCoalminelocatedinnorth-eastsidefromtheCity25km.MineHighwayrunsthroughthereandconvenient.Accordingtogeologicaldatamine:themineseamthicknessof1.82mwasidentifiedasthelow-gascoalminecoalgasemissiononthegroupaverageof0.1m3t.Thedangerofcoalexplosion.Levelofthenaturaltendencyofcoaltospontaneouscombustion.MinedischargeinaccordancewiththeforecasttheminewaterfornormalChung3800m3d.DesignusesasinglelevelofShihmeninclinedtoopenupthewayoingintotheventilationshafttherearetwo(mainslopetheDeputyinclined)andtworeturnairshaft.Mineweresetintoeightareastheexploitationofcoalfor14#.Mineminingforthecomprehensivemechanizationcavingminingsmechanizedtunnelingtheproductionteamsetupare:amechanizedcavingteamandtwolocalexcavationteam.MineproductionminingfaceatthetimeofthefirstpanelattheEasttheplateisdividedinto16sectionsfacelengthof280mtopromotethelengthof1800mtheorderoftheuseofretreatmining-typeinsinglepasscoalminingtechnologyofmechanizedtopcoalcavingminingCoalActthesystem46operatingsystem.Goafmakeuseofallcross-loadingroofmanagement.Keywords:minedevelopmentminingsmechanizedmining目目录录11矿井概述及井田地质特征矿井概述及井田地质特征.61.1矿区概述.11.1.1地理位置.61.1.2地形、地貌.61.1.3交通条件及居民点分布.61.1.4水文情况.31.1.5气候条件.31.1.6地震.31.2井田地质特征.41.2.1煤系地层.41.2.2井田地质构造.71.2.3井田水文地质.91.3煤层特征.91.3.1煤层埋藏条件.91.3.2煤层围岩性质.922井田境界与储量井田境界与储量.112.1井田境界.112.2储量.162.2.1井田工业储量.172.2.2井田可采储量.202.2.3井田可采储量计算.222.3矿井设计生产能力与服务年限.2.3.1矿井工作制度.2.3.2矿井生产能力与服务年限.33井田开拓井田开拓.323.1井田开拓的基本问题.323.1.1矿井工业场地位置选择.3.1.2开拓方案的选定.3.1.3开拓方案比较.3.2井筒.323.2.1井筒位置、数目与用途.323.2.2井筒布置及装备.333.2.3井筒形式、数目与位置.333.3断面的确定.373.3.1主斜井断面的确定.383.3.2副斜井断面的确定.393.3.3风井井筒断面的确定.403.3.4井壁材料.403.3.3风井井筒断面的确定.403.4井底车场.403.4.1井底车场形式的选定.403.4.2井底车场的调车方式.403.4.3井底车场通过能力.403.4.4井底煤仓的确定.403.5主要开拓大巷断面.403.5.1轨道大巷断面的确定.403.5.2胶带大巷断面的确定.403.5.3回风大巷断面的确定.4044盘区巷道布置盘区巷道布置.414.1移交生产和达到设计生产能力时的采区数目与位置.414.2首采区尺寸和巷道布置.414.2.1首采区尺寸.414.2.2首采区巷道布置.424.2.3采区运煤、辅助运输、通风及排水系统.404.3盘区车场.434.3.1盘区上部车场.434.3.2盘区中部车场.434.3.3盘区下部车场.4455采煤方法采煤方法.485.1采煤工艺方式.485.1.1工作面长度的确定.495.1.2采煤工艺.405.1.3作业方式.405.1.4设备配置.405.1.5控顶技术与支护强度校核.405.1.6采空区处理方法.405.2矿井工作制度.495.3回采巷道布置.615.3.1回采巷道布置方式.615.3.2回采巷道布置尺寸.625.3.3回采巷道支护方式.625.3.4皮带运输巷、轨道运输巷的超前支护.625.3.5端头支护及安全出口的顶板管理.6366矿井通风与安全技术矿井通风与安全技术.686.1全矿井通风系统选择.686.1.1通风方式与通风系统.406.1.2矿井风量.406.2预防特殊灾害的安全措施.686.2.1预防瓦斯爆炸的措施.686.2.2防尘措施.716.2.3预防井下火灾的措施.406.2.4预防井下水灾的措施.406.2.5矿井安全出口.4077矿井运输、提升、排水系统矿井运输、提升、排水系统.747.1主副井提升选型.747.1.1主井提升.407.1.2副井提升方式及设备.407.2盘区运输设备选择.747.2.1运煤设备.747.2.2辅助运输设备.757.3井下排水.817.3.1设计依据.817.3.2设备选型计算.8388设计矿井基本技术经济指标设计矿井基本技术经济指标.参考文献参考文献.103致致谢谢.10411矿井概述及井田地质特征矿井概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.11.1.1地理位置地理位置四老沟矿位于大同煤田东北端，大同市区西南，井田东西走向6.7km，南北倾向7.1.km，井田面积26.2km2。地理坐标为东经11256361130332，北纬395643400153。1.1.21.1.2地形、地貌地形、地貌井田内为低山丘陵黄土地貌景观，地形比较复杂，黄土梁及“V”字沟谷发育，地势大致为北西高，东南低，地表最高点高程1490.0m最低点高程1195.0m，相对高差295.0m。1.1.31.1.3交通条件及居民点分布交通条件及居民点分布四老沟矿井田距大同较近，交通较为便利。附图1-1矿区交通位置图。图1-1四老沟矿井田位置和范围示意图1.1.41.1.4水文条件水文条件矿区处于十里河与口泉河的分水岭地带。南部银塘沟，三井沟、珍珠沟、东窑沟胡家湾沟、井沟之水汇入口泉河；北部支沟水流入十里河。各沟常年干涸，尽在雨季时洪水流经，为季节性沟谷。口泉河横贯本井田的中南部，据局地质处1982年提交的四老沟井田地质报告口泉河五十年一遇最大洪水量400m3s。百年一遇最大洪水量800m3s。据四矿近年来的的观测资料，河水在本矿区范围内流量一般为0.250.28m3s。暴雨后最大流量：1988年7月12日为600m3s1989年7月22日为59.2m3s。该河过去有泉水补给。四老沟矿位于口泉河的中上游，河谷最窄处如桥东铁路下为40m。最高洪水位：据115队1950年7月观测资料上游为1298.79m下游为1259.30m。井田内4#、7#、8#、9#煤层在口泉河北岸，露头线大致与河床平行，露头处煤层倾角与河谷波向相反。雨季地表干涸，除雨季外主要靠各矿排出的废水补给，废水渗入井下创造了条件，沿岸露头岩层未发现含水层。四矿工业用水及居民生活用水主要由局供水站供给。1.1.51.1.5气候条件气候条件矿区属大陆性温带半干旱季风气候，气候干寒，常见风沙天气。年平均气温为6.4，年降水量为3603900mm，风力一般3.55.5级。1.1.61.1.6地震地震据全国地震烈度区划图划分，该区地震烈度小于6度。1.2井田地质特征1.2.11.2.1煤系地层煤系地层矿区内地表出露与钻孔揭露的地层自老到新有：太古界集宁群（Ar3Jn）寒武系（）奥陶系（）石炭系（C）：中统本溪组（C2b），上统太原组（C3t）。二叠系下统山西组（P1s）；山西组（P1s），下石盒子组（P1X）。侏罗系（J）：下统永定庄组（J1y）；中统大同组（J2d），厚190242m，主要由灰、灰白色中细砂岩和灰黑色砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层等组成，含煤20余层。中统云岗组（J2y）：下段，青磁窑段（J2yq）；上段，石窑段（J2ys）。第四系（Q）：中、上更新统（Q2+3）厚025m一般厚78m。全新统（Q4），厚025m一般厚78m，（一）断层本井田内发现的断层有3条，落差大于5m的有0条，15m的断层有3条，按走向划分为四组，即北北东向、南南西向、近东向。具体特征如表1-1所示。表1-1断层一览表（二）褶曲本井田内的褶皱构造主要分布在矿井中、西部地区。（三）陷落柱本井田开采2、3号时未发现有陷落柱。现开采11号煤层，发现有一陷落柱XL1，位于井田的西部，椭圆形南北长轴100米，东西宽为45米。产状断层标号性质走向倾向倾角（）落差（m）延展长度（m）控制程度F1正断层NNESEE48801.669.54059可靠F2正断层NNESEE80820.254.02488可靠F3正断层NNENWW80864.67.91109可靠（四）岩浆岩井田西部有一玄武岩墙，岩墙走向北35度东，倾角90度，根据高峰煤矿井揭露资料，岩墙厚20米左右，风化后多呈黄绿色或灰绿色，且多成球状风化，对围岩有微弱的烘烤现象。岩墙对煤层影响具体多大，本次工作未能深入研究。图1-2煤层综合柱状图1.2.31.2.3井田水文地质井田水文地质地表水系1十里河：在本区的北部5.0km通过，根据115队1981.51982.6在旧高山观测，最小流量为0.0425m3s，一般为0.200.40m3s。22.马脊梁沟：位于本井田西2.5km处，全长16km，汇水面积约39km2，弯曲系数1.23沟谷上游为“V”字型，中游为“U”字型，宽度30150m，1983.81984.7月，在马脊和枯树进行临时观测，一般流量为41.5860Ls。含水层1井田西北角39381（马40）号水文孔距井田3km处，该孔揭露寒武系中统地层94.44m。抽水结果单位涌水量0.000812Ls.m，含水层厚39.99m，渗透系数0.0024md，水位标高1215.62m。2本溪组、太原组、山西组、永定庄组：地层埋藏深，岩石胶结致密，渗透性不良，含水性极弱一弱，地下水不会补给井下。井田用水量观测表明，预计矿井涌水量一般不会超过500m3d。1.3井田地质特征1.3.11.3.1煤层埋藏条件煤层埋藏条件11号在井田西北部分叉分14-2和14-3号煤层。合并层煤层厚度0.84.87m，平均2.87m，分叉后，14-2号煤层，厚度1.101.98m，平均1.43m，含01层泥岩夹矸。1.3.2.1.3.2.煤层围岩性质煤层围岩性质14-2煤层：以直接顶为主，老顶次之，无伪顶。直接顶岩性为砂质泥岩及粉细砂岩互层，厚1.677.98m，稳定性较差。老顶：为灰白色粗砂岩直接覆于煤层之上，厚2.834.78m，岩石致密坚硬，稳定性好。14-2煤层距（11-212-1）煤层较近，一般为46m，受12-1煤层的采动影响，稳定性将会改变，增加顶板的管理难度。14-3煤层：老顶与直接顶为主，伪顶不发育。直接顶：厚1.922.80m，为细砂岩及中细砂岩与砂质泥岩互层为主，复层结构时稳定性较差。老顶：为单一结构的细砂岩或中粗砂岩，厚3.9010.42。底板：为细砂岩，鲕状泥岩等。14-3与上煤层间距为2.720.19m，受上伏煤层采动影响，14-3煤层顶板岩性强度将会降低，改变顶板的自然状态。井田内无遇水膨胀之岩石，水文地质条件简单，顶、底板的稳定性不受地下水的影响。顶、底均易管理。煤的特征14-2号煤为半亮型煤，玻璃光泽，条带结构，块状构造，内生裂隙发育，阶梯状一一贝壳状断口，质脆易碎。14-13号煤弱玻璃光泽一一沥青光泽，参差状断口，内生裂隙不发育，性硬，宏观煤岩类型为半暗一一暗淡型。14号煤层水分Mad（%），原煤2.71，洗煤2.6灰分Ad（%），原煤6.40，洗煤6.23挥发份Vdaf（%），原煤29.08，洗煤26.56全硫St.d（%）原煤0.28，洗煤0.27发热量Qb.daf，原煤32.80MJKg22井田境界及储量井田境界及储量2.1井田境界根据山西省国土资源厅批准的同煤四老沟窑矿采矿许可证，井田境界由7个坐标点连接圈定：1、X=560741.3Y=4414290.52、X=561369.7Y=4417501.23、X=564605.4Y=4418111.64、X=568574.5Y=4418280.45、X=568850.0Y=4417373.06、X=565853.6Y=4413932.67、X=562529.5Y=4413896.1井田走向长6.7km，倾向7.1km，面积35.4km2。2.2储量2.2.12.2.1井田工业储量井田工业储量井田地质构造简单，地层平缓，地层倾角510度，11号、14号煤层又稳定可采，故各煤层均采用地质块段法计算储量，即采用煤层伪厚度及水平投影面积计算储量。公式为：Q1S1M1D1Q2S2M2D2Q3S3M3D3.QnSnMnDn（2-1）式中Q1、Q1、Q1.Qn各个块段储量，吨；S1、S1、S1.Sn各个块段面积，平方米；M1、M1、M1.Mn各个块段平均煤厚，米；D1、D1、D1.Dn各个块段的平均视密度，吨平方米。则总储量为Q总=Q1+Q2+Q3。+Qn=9044.8万吨2.2.22.2.2井田可采储量井田可采储量确定煤柱损失量井田边界煤柱损失量Q=abcd(2-2)式中：Q边界煤柱损失量，万吨；a矿井边界周长，米；图2-1工业广场保护煤柱b煤柱留设宽度，米；c煤柱平均煤厚，米；d煤柱平均视密度。吨平方米；代入数据：Q=25642.5201.821.4=13.07万吨。矿井工业场地煤柱损失量工业广场面积的取值，依据设计井型大小按煤矿设计规范中煤矿工业广场占地指标所列数值的规定选取。本矿井井型为150万吨年，工业广场占地面积为：150100.910000167000：（2-3）设计工业广场形状为长方形长为405m宽为400m。围护带宽度为：20m地面标高1426m；表土层厚20m；第一水平1035m。工业广场三视图如下：a.确定受保护面积。b.确定受保护煤柱。煤柱煤量计算-断面-断面建筑物的长轴方向煤层围护带工业场地煤柱煤量=梯形面积煤层平均厚度煤层平均密度，本矿井的表土层厚度为20米，煤层平均倾角2=75，则=75-0.8=73，冲击层移动角45。见煤标高c=30m冲击层厚20m地面标高5m经计算工业广场煤柱梯形高为：1060m。梯形上底为：900m；下底为：1020m。所以工业广场煤柱损失面积为：S12（9001020）10601017600（2-4）10176001.821.4cos22.60106吨。由于损失量较大，对于矿井开采不利，在矿井生产末其应对该部分煤柱进行回收，因此在计算中，工业广场煤柱损失按工业储量的5%计算则工业广场保护煤柱损失量为0052.60106=1.3105吨.(2-5)2.2.32.2.3矿井可采储量计算矿井可采储量计算矿井可采储量的计算公式为：Z（ZcP）C（2-7）式中Z矿井可采储量Zc矿井工业储量P各种永久煤柱煤量损失之和C采区回采率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.80，薄煤层不低于0.85。Z（9044.81051.31052.60106）85%7665.9105t所以设计矿井可采储量为7665.9105t。2.3矿井设计生产能力及服务年限2.3.12.3.1矿井工作制度矿井工作制度依据煤矿矿井采矿设计手册确定该矿井设计年工作日为330d，每天四班作业，三班采煤，一班检修。边采边准，每天净提升时间为16h。2.3.22.3.2矿井生产能力及服务年限矿井生产能力及服务年限综合考虑煤炭储量、煤层赋存情况、地质构造、开采技术条件以及开发条件、市场需求等因素，确定矿井生产能力为150万ta。矿井设计服务年限为：T=ZkAK（2-8）式中：T矿井服务年限；Zk矿井可采储量；A矿井设计生产能力；K矿井储量备用系数（1.3-1.5）；代入数据：T=ZkAK=7664.9（1501.4）=36.5a符合煤炭工业矿井设计规范。33井田开拓井田开拓3.13.1井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题3.1.13.1.1矿井工业场地位置选择矿井工业场地位置选择根据设计规范本井田的工业广场面积应控制在0.81.1km210万t，按照井型为150万t计算，确定该工业广场的面积为16.7hm2，工业广场长边与走向夹角60，工业广场中心处煤埋藏深度为300m表土层厚度为20m基岩移动角值为=75=75=75-0.8=63，煤层倾角取2。工业广场下14#煤层平均厚度1.82m冲积层移动角=45，利用垂直断面法计算保护煤柱量为2.60106t。3.1.23.1.2开拓方案的选定开拓方案的选定根据矿井工业场地及确定的开拓方式，结合矿井规模、煤层赋存特征、井筒位置以及矿井目前的实际情况，本设计开拓提出两个方案进行比较，方案分述如下：方案一：主、副斜井煤门盘区开拓方式。主井井口标高+1375m，井底标高+1030m，净直径5m，斜长850m，皮带提升，兼做矿井的进风井和安全出口。副斜井井口标高+1375m，井底车场标高+1070m，倾角20，斜长835m，采用串车提升，兼做矿井的进风井和安全出口。图3-1井田开拓方式平面图方案二：主斜副立煤门带区开拓方式。主井井口标高+1395m，井底标高+1080m，斜长950m，皮带提升，兼做矿井的进风井和安全出口。副井井口标高+1400m，井底车场标高+1075m，井筒垂深325m，直径为5m，采用罐笼提升，兼做矿井的进风井和安全出口。方案三：主副双立井盘区开拓方式。主井井口标高+1385m，井底标高+1080m，井筒深305m，箕斗提升，兼做矿井的进风井和安全出口。副井井口标高+1400m，井底车场标高+1080m，井筒垂深320m，直径为5m，采用罐笼提升，兼做矿井的进风井和安全出口。3.1.33.1.3开拓方案比较开拓方案比较一方案：主、副斜井开拓优点：1）巷道掘进技术简单，施工管理简单。井筒装备和井底车场比较简单，工程量少。2）建设速度快，出煤早，投资少。3）用胶带做主井运输时，效率高，效益好。缺点：1）斜井井筒长，维护量大，成本高。2）准备巷道和联络巷道较多，增加了成本，不宜管理。3）各种管线布设长度大，通风阻力大，增加了费用。二方案：主斜副立井开拓优点：1）立井的压煤量少，井筒短，提升时间短。2）井筒短，通风阻力小。缺点：1）提升量较小，井口设备复杂。2）井底车场的工程量大，设备多，事故率大3）立井运输量小，当运输大的支架时，比较困难。4）巷道倾角较大，运输费用大。三方案：主副双立井开拓优点：1）立井的压煤量少，井筒短，提升时间短。2）井筒短，通风阻力小。缺点：1）提升量较小，井口设备复杂。2）井底车场的工程量大，设备多，事故率大3）立井运输量小，当运输大的支架时，比较困难。4）巷道倾角较大，运输费用大。经过综合经济比较，采用胶带运输主斜井运输能力大等方面，优点明显。3.23.2井筒井筒3.2.13.2.1井筒位置、数目及用途井筒位置、数目及用途井筒设在在井田的储量中心位置，主、副井各一个，风井一个设在井田边界中部位置，另一个是与运输大巷在永远水平的回风大巷。各井筒用途分述如下：主斜井：采用石碹，基岩段也采用混凝土砌碹，1表土层混凝土料砌井担全矿主提升任务，采用箕斗提升，并用作进风井，预计月进55m预计主立工期为5.2个月。副斜井：表土层采用混凝土料石砌碹，基岩段也采用混凝土砌碹，采用2罐笼提升，担任矿井辅助提升任务兼作进风井和安全出口，预计月进50m，预计工期3.7个月。回风立井：表土层采用混凝土砌碹，基岩段也采用混凝土砌碹，主要用3来回风并兼做安全出口，井筒一侧安设梯子间。3.2.23.2.2井筒布置及装备井筒布置及装备主斜井：井筒断面为半圆拱形，井筒净宽4.3m，净高3.35m，拱净高12.15m，净断面12.2m2，井筒掘进宽4.60m，掘进高3.45m，拱掘进高2.30m，掘进断面13.6m2，井壁为150mm厚混凝土，设检修道，装备1m宽大倾角带式输送机提升。副斜井：井筒断面为半圆拱形，井筒净宽2.70m，净高3.35m，拱净高21.35m，净断面8.26m2，井筒掘进宽3.00m，掘进高3.50m，拱掘进高1.50m，掘进断面9.53m2，井壁为150mm厚混凝土，单轨布置，装备3T串车。回风立井：井筒断面为圆形，井筒净直径5.0m，净断面19.6m2，掘进直3径5.9m，掘进断面27.3m2，井壁为450mm厚，布置梯子间。3.2.33.2.3井筒形式、数目及位置井筒形式、数目及位置井田开拓方式为主、副斜井，煤门单水平开拓，共开掘有两个进风井（主、副井）和一个回风井。井田共划分有2个盘区，矿井生产区队设置有：一个综采队和两个机掘队。表2-7井筒参数表坐标井口名称井型XY井筒坡度井筒断面井深(斜长）井口标高井底标高井筒用途备注主井斜井X:544127Y:44339091712.2850+1375+1030辅助提升轨道大巷副井斜井X:54584Y:4433777188.26835+1375+1070主提升胶带装载室回风井立井X:545157Y:4437607019.6275+1370+1125回风回风3.33.3断面的确定断面的确定3.3.13.3.1主斜井断面的确定主斜井断面的确定1）巷道净宽度巷道净宽按以下公式计算：（3-1）11caB式中：B巷道净宽，mm；a1非行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm；c1行人侧轨道（或输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm；b轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，mm。按以上公式所计算的巷道净宽的B值，应根据只进不舍的原则以100mm晋级。得：B=4300mm。2）巷道净高度巷道净高度按以下公式计算：（3-bchhhH12）式中：H巷道净高度，mm；h1从轨面到顶梁的巷道高度，mm；hc从巷道底板到轨面高度，mm；hb从巷道底板到道碴面得高度，mm。考虑到最大设备的尺寸，得H=3300mm。3）巷道断面风速验算巷道断面风速验算按以下公式计算：（3-0SQ3）式中：v通过该巷道的风速，mm；Q通过该巷道的风量，m3s；S巷道的净断面，m2；v0最高允许风速，ms，取4ms。代入数据得：v=2.9ms规定回采工作面最低风速为0.25ms最高风速为4ms的要求进行验算。600.25SwiQwi604Swi(6-5)工作面最大风量为3417.6m3min，最高风速为3.56ms，符合煤矿安全规程中关于综采工作面最大风速的规定。取上述计算最大值，Q采=3417.6m3min。4）按风速验算按煤矿安全规程规定煤巷掘进工作面的风量应满足：600.25SdiQhi604Shi（6-6）式中：Shi掘进工作面巷道过风断面，m2。计算结果满取上述计算最大值Q掘=529.2m3min(6-7)Q掘2Q掘2529.2=1058.4m3min(6-8)5）硐室实际需要风量计算消防材料库为150m3min；中央变电所取150m3min；Q硐150150300m3min。6.2防治特殊灾害的安全措施6.2.1.6.2.1.预防瓦斯爆炸的措施预防瓦斯爆炸的措施（一）通风区设专职瓦斯员，并执行现场交接班制度。专职瓦斯员负责检查采掘工作面风流、回风流、下隅角、综采液压支架之间及溜槽底部、掘进机底部，以及片帮处、冒高处等地点的瓦斯浓度，发现瓦斯异常及时汇报。（二）掘进工作面局部风机必须采用“双风机双电源”及“三专两闭锁”装置。“双风机双电源”供电设计由调度室负责。（三）生产单位每班对管辖范围内的所有电气设备进行检查维护，严禁带电检修作业，杜绝失爆，安检科每天对生产单位所有电气设备进行检查，杜绝失爆。（四）由通风区负责在距掘进工作面迎头5m范围内、回采工作面下巷距工作面50100m范围内安设瓦斯自动报警断电装置，报警浓度为0.75%，断电浓度为1%，瓦斯探头每7天进行一次标准气样调校，确保仪器灵敏可靠。（五）由通风区负责按有关规定配备齐全“一通三防”设施，并负责监督使用，充分发挥设施的作用。（六）由生产单位负责风筒跟头，风筒距迎头距离不超过7m。6.2.26.2.2防尘措施防尘措施（一）严格控制井下风速，加强通风工作，减少漏风，降低粉尘浓度。（二）保证井下洒水灭尘的水源充足，并采用湿式凿岩。（三）所有采掘工作面及进回风巷道必须敷设洒水管路，各转载点使用喷雾洒水装置，减少粉尘浓度。（四）定期在运输巷道及回风巷道内撒岩粉，其长度不小于300m，所有运输及通风巷道无论在掘进或生产时期均需撒岩粉。（五）采取煤层注水，采煤工作面要安装内外喷雾装置。（六）放炮必须使用炮泥，放炮前后20m范围内必须撒水降尘。6.2.36.2.3预防井下火灾的措施预防井下火灾的措施（一）在井底车场巷道内以及变电所设有防火铁门。（二）在井下电器设备选用隔爆型，硐室用耐火材料砌碹。（三）井下设有防火材料以及消防列车房。（四）安设防火水管，并备有水龙头。（五）对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆。（六）通风设备具有反风功能。（七）工作面要配备灭火锹两把、灭火器两个及一定数量的细砂，放置于固定地点，并经常检查，确保能正常使用。（八）若在开采过程中发现古塘漏风严重，可在进风巷口挂设挡风帘，以及在回风绕道设局扇抽风，以使两巷风压平衡。6.2.46.2.4预防井下水灾措施预防井下水灾措施（一）在变电所及水泵房出入口设密闭门。（二）强化超前钻孔的探测作用。（三）对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆。（四）在断层处要根据地质水位情况留设防水煤柱。6.2.56.2.5矿井安全出口矿井安全出口矿井共布置有主、副斜井、回风立井共三个井筒，其中主、副斜井、为矿井安全出口。77矿井提升、运输和排水系统矿井提升、运输和排水系统7.1主副井提升选型本矿井年产量为A=150万ta，矿井工作制度为“四六”制，年提升时间按br=330da，日净提升时间按t=14h计。矿井为斜井带区单水平开采，主斜井胶带提升，副斜井串车提升，选用3t矿车，矿井服务年限36.6a，属低瓦斯矿井，煤层爆炸系数30%，最大班下井人数为100人，散煤密度取r=0.8tm3。7.1.17.1.1主井提升主井提升主井提升角度为16，斜长850m，选用胶带输送机。（一）胶带机的选型计算及验算根据货载最大块度初步计算带宽BB=3amax=3300mm=900mm（7-1）式中：amax货载最大块度尺寸，取300mm。则带宽为1000mm。根据设计运输生产率计算带速v=ABkc（7-2）式中：A设计运输生产率，取A=430th；K货载断面系数，取k=367；C输送机倾角系数，c=1.0；货载散集密度，取0.8-1.0，tm；v输送带速度，ms。由上可得v=1.46ms胶带输送机为大倾角胶带输送机，带速2.0ms，带宽1.0m，带长690m，功率600kw，运输力630th。胶带输送机验算q=A3.6v=430(3.62.0)=59.72kgm（7-3）=221=22kgm（7-gGgqgGgl4）=222=11kgm（7-gGgqgGgl5）式中：Q单位长度输送带上货载质量(kgm)；为单位长度输送带质量，=38.7kgm；dqdq为单位长度重段托辊转动部分质量，kgm；gq为单位长度空段托辊转动部分质量，kgm；gq为重段托辊转动部分质量，取=22kg；gGgG为空段托辊转动部分质量，取=22kg；gGgG为重段托辊间距，取=1m；glgl为空段托辊间距，取=2m；glglA为设计运输生产率，取A=430th。取阻力系数=0.03；1=0.025，则重段阻力Wzh=（7-6）gLqLqqqqgddsinsin=N8.9690cos03.0227.3872.59sin7.3872.592424=293006N空段阻力为WK=（7-gLLqqqgddcossin117）=N8.9690cos025.0117.38sin7.382424=-98763N式中：L为胶带最大长度，取690m；G为重力加速度，取9.8；巷道倾角，取16。用逐点计算法求各点张力，并将各点张力计算列表如下。图7-1皮带运输示意图表7-1张力计算表各点标号计算公式用S1表示各点张力N结果N重算值N1S1S1200862S2=S1+WKS2=S1-98763786773S3=1.03S2S3=1.03S1-101726810384S4=S3+WZHS4=1.03S1+1912802119665S5=1.03S4S5=1.0609S1+197019218325由表得到（7-8）sSSSnef187.1015.1135.12111111520086NS1验算输送带重段最小张力（7-9）cos51mingqlqSgdzh=N8.924cos17.387.595=5650N由图可见，重段最小张力点在3点，而S3=81038NSMINZH=5650N所以重段带垂度没超过规定，不用重新计算。摩擦力备用系数为（7-合适。15.115006.120086218325135.12200861151SSeSfn10）验算输送带的强度，帆布层数为