下组煤延深设计说明书4-8章(毕业设计)070905

第四章采区设计第一节采区地质特征一、采区概况首采区为11煤层的二采区，范围：南界为F19-1断层，北邻F1-1，东为F12断层，西以井田边界为界，面积约km2。二、采区煤层及顶底板特征：本矿井在下组煤开采过程中，前期集中开采第11煤层。首采区勘探程度较高，煤层赋存较稳定，倾角3~7，厚度为0.58~m，平均为m，煤层不含有夹矸，岩性以粉砂岩为主，结构较复杂，煤质中硬。与上下两层煤的间距分别为m和m。第11煤层顶板为粉砂岩，但有互层现象，底板为粉砂岩。三、采区地质构造：采区内地质构造较简单，仅有一条断层F1-5东西向纵穿本区，且落差较小。四、其它开采条件本井田煤层均属有爆炸危险、易自燃煤。2007年5月份检测，其中煤尘爆炸指数煤11%，煤13%，二者均为Ⅱ类自燃煤层。属地温正常区及低瓦斯矿井。五、采区储量计算3，则首采区工业储量为31.05万t，回采率为80%，其可采储量为24.84万t。第二节采区生产能力及服务年限一、回采工作面作业方式及回采产量本采区根据实际情采用高档普采工艺，工作面作业方式采用“边采边准”方式；回采工作面产量A(万t)为：式中：L—回采工作面长度，140m；V—工作面年推进度，750m；m—煤厚，；r—3；c—回采工作面的回采率，取95%。则二采区工作面产量为：A2=140×750×××95%=19.39(万t)。二、采区生产能力及服务年限采区生产能力为：Ac=A×(1+10%)=21.33(万t)；采区服务年限为：Tc==24.84/21.33=1.2(a)。需要说明的是，为保证矿井生产能力，下组煤投产初期，矿井有3个采区同时生产，其中上组煤2个，下组煤1个(二采区)。第三节采煤方法及采区参数一、采煤方法选择针对上述首采区煤层开采条件，及上级主管部门对可行性研究报告的批复意见，设计首采区采用长壁式采煤法，高档普采工艺，后退式回采，全部垮落法管理顶板。二、采区参数根据矿井开拓布局，煤层开采条件、三维物探范围及村庄压煤情况，为保证矿井能顺利转入到下组煤的开采，设计确定11煤的二采区为下组煤投产采区。采区倾斜长300米，走向长750米；针对本矿井开采条件、工作制度、煤层条件和技术装备水平，为保证采煤工作面正常接续，设计暂定工作面长度为140m，工作面推进度为750m采区断层煤柱：北邻F1-1断层煤柱20米，东邻F12断层煤柱50米，南邻F19-1断层煤柱20米，西邻下组煤副暗斜井预留护巷煤柱50米。图5-1首采区(二采区)平面图第四节采区巷道布置一、采区准备巷道根据投产采区煤层赋存特点及构造分布情况、开采技术条件，对投产采区巷道布置，本设计的基本思路为：沿井田边界布置两条近水平斜巷，一条为轨道平巷，直接由南翼轨道下山穿透煤层处甩出，用于进风、行人和辅助运输；另一条安设皮带，用于运煤和回风，该斜巷通过煤仓和行人回风联络斜巷与-510m总回风巷联系。二、采区巷道布置根据初期采区煤层赋存特点、开采技术条件和水文地质情况，在可行性研究报告中对首采区准备巷道和采煤工作面布置，以及准备巷道与开拓巷道的联系方式，进行了多方案比较后，集中提出了以下两个方案：方案I：沿伪倾斜方向布置两个工作面，工作面接续采用窄小煤柱掘巷。由二采运输平巷打溜煤斜井和回风联络斜巷与-510m图5-2首采区准备巷道布置方案I方案II：沿伪倾斜方向布置两个工作面，工作面接续采用窄小煤柱掘巷。由二采回风平巷打行人回风联络斜巷与-510m总回风大巷相连，并在该联络斜巷的约-485m水平留设一平台，在此设立二采区的采区煤仓与-510m图5-3首采区准备巷道布置方案II方案I、II均为伪倾斜长壁采煤法，只是在1102回风平巷与-510m总回风大巷的联系方式上有所不同，其技术条件各有优缺点，方案I相对于方案II少一运输环节，运输系统简单可靠；方案II相对于方案I则大大减少溜煤斜井(采区煤仓)的工程量。其技术上均可行，需进一步进行经济比较。从经济条件分析，上述两个方案的不同点在于方案II通过增加一级运输，避免方案I使用的长溜井，以试图减少煤仓的开拓及维护费用。但从多年的煤矿的生产实际经验，增加一级皮带运输不仅会增加煤炭的运输成本，而且需付出较高的设备成本，单从经济角度来看，方案II势必得不偿失。同时从安全角度看，增加一级运输会带来一定的安全隐患，方案I在安全可靠性上同样优于方案II。从以上分析比较可看出，方案I具有明显的优越性，故本设计采用方案I。第五节采区车场及硐室一、车场形式及支护方式本采区采用倾斜长壁采煤法，工作面轨道顺槽上部车场为简易车场，下部车场也为简易甩车场，不设高低道。根据本矿井巷道围岩状况，借鉴邻近矿井的巷道支护经验，初步确定车场巷道及斜巷直墙半圆拱断面(开拓、准备巷道)，设计采用锚网喷支护。二、采区硐室采区主要硐室有采区变电所及顺槽胶带机头硐室等。（1）采区变电所位于采区中部的用电中心位置。变电所主断面积（净），净宽，净高，长度25m；半圆拱形断面，支护形式为锚网喷支护，喷浆厚度不小于10cm。（2）采区绞车房按简易硐室布置，安装一部JTY-1.6型单滚筒提升机，其固定采用混凝土基础二次浇筑固定，硐室净宽6.0米，净高4.2米，长度10米，半圆拱形断面，支护形式为锚网喷支护，喷浆厚度不小于15cm。（3）区段胶带输送机头硐室，工作面运输巷与一采区运输巷为平面搭接，机头硐室净宽3.2米，净高不低于3.2米，长度不少于6米。第六节采煤工作面配备和生产能力验算一、采煤工作面产量验算根据第二节kt，加上掘进出煤40ktkt。二、采区内同时生产的工作面数目二采区共有两个工作面，且两面单独回采，在第一个工作面回采时，对第二个面采用窄小煤柱掘巷进行接续准备。所以，本采区共设1各回采工作面和3个掘进工作面。第六节采煤工作面布置及设备配备一、采煤工作面布置由于该采区面积较小，同时根据选择的采煤方法、煤层生产能力，煤层的开采顺序，以及煤层的赋存情况，本区回采工作面的布置较为单一，工作面的布置方案分析如下：沿断层的走势，布置两个伪倾斜工作面，其形式可布置成对拉工作面，亦可采用沿空掘巷布置成两个单独的工作面。考虑到该采区为下组煤的首采区，为缓解上下组煤的的生产接续，同时由于本采区储量相当有限，为保证采区有一定的服务年限和避免接续紧张，设计认为该采区布置成两个单独的工作面为宜，其布置平面如图5-2。首采区布置平、剖面图分别如附图十四、附图十五。二、工作面参数选择1、工作面长度目前，国内普采工作面长度一般在50m~180m。针对本矿井开采条件和技术装备水平，为保证采煤工作面正常接续，设计暂定工作面长度为14三、工作面顶板管理方式及支架选型回采工作面采用高档普采、下行全部垮落法管理顶板的采煤方法。为确保采场顶板控制的可靠性，实现采场的安全生产，设计确定采用单体支柱配金属铰接顶梁支护方案。工作面支护方式采用正悬臂，即靠煤壁处悬臂长0.6采用“见四回一”的作业方式，排距1.0m，最大控顶距m，最小控顶距四、回采工作面的设备配备二采区采用机械化回采工艺，工作面配备DY-150型单滚筒采煤机，截深，双向割煤，往返进两刀；SGB-630/150C刮板输送机，运输能力250t/h；运输顺槽铺设一部SJ-14型带式输送机。第七节采掘工作一、采煤工艺根据煤层赋存特征及开采技术条件，确定本工作面采用倾斜长壁后退式采煤法，高档普采工艺，全部垮落法管理顶板。根据工作面实际情况及生产需要，工作面采用单滚筒采煤机割煤、装煤。割煤深度m，循环进度m。1、破煤方式：采用DY-150型单滚筒采煤机，上下缺口采用爆破落煤法人工开缺口；2、装煤方式：采煤机滚筒旋转将煤体装入溜子中；3、运煤方式：工作面用SGB-630/150C刮板输送机；运输巷经40T刮板运输机、800mm皮带机至二采煤仓。4、移溜方式：用YG-125型移溜器移溜；5、控顶方式：单体液压支柱配金属铰接顶梁支护顶板，“见四回一”。二、采煤方法根据工作面巷道布置情况和开采技术条件，采面采用150机组落煤，当工作面溜头（尾）位置不合适，煤机割不透上下缺口时；初采、过断层时采用爆破落煤矸。三、作业方式工作面采用“三八”制作业制度，每班作业8小时，边生产边准备。1、循环方式：一班1循环，全天3循环。循环进度m。2、作业形式：三班出煤，边采边准，采准平行作业。3、劳动组织：综合工种，分段作业与追机作业相结合。4、工艺流程：割煤→移溜→支柱、联网、挂梁（联网、移架）→回柱→检修。二、劳动组织采煤工作面每班由一名工区跟班管理人员、三名班长负责组织生产，配有安监员、验收员、机电维修工、煤机司机、溜子司机、泵站司机、三铁管理员等相关工种的操作人员若干名。三、采煤机械设备根据国内外长壁采煤综合机械化的发展趋势，结合本井田初期采区煤层赋存条件，考虑设备先进性、适应性和经济性，同时兼顾设备租赁和维修的方便性，选型如下：1、采煤机：工作面装备单滚筒无链牵引采煤机，型号为DY150，采高1.1~2.5m，滚筒直径1.1m，截深m，电机功率1502、刮板输送机：选用可弯曲双边链刮板输送机，型号为SGB-630/150C，刮板机槽宽630mm，长度200m，运输能力250t/h，链速/s，配带铲、挡煤板、移溜器和电控等，电机功率2×75kW，电压660V3、刮板转载机：刮板转载机型号SZB-730/40，槽宽730mm，长度25m，转载能力400t/h，配带电控等，电机功率40kW4、破碎机：破碎机型号为PEM100×650，破碎能力为600t/h，出口粒度40~370mm，带电控等，电机功率55kW，电压660V5、可伸缩带式输送机：带式输送机型号为SJ-14，带宽650mm，带速/s，运距800m，运量200t/h，阻燃抗静电，带电控，电机功率2×22kW，电压660V。工作面人员配备见劳动组织图表工种一班二班三班大班合计跟班区长11136队长1113验收员11114安全检查员1113清浮煤、运料工3339移溜支柱、挂梁、回柱工20202060溜子司机3339机组司机3339泵站司机1113下料工22三铁管理员1113机电工222713巷道维修工2226合计39393913130四、各类巷道的断面、支护、掘进机械配备等1、各类巷道的断面、支护采煤工作面的轨道顺槽、运输顺槽及开切眼，均沿煤层布置轨道顺槽，矩形断面，均采用螺纹锚杆配锚网支护，顶板及两帮锚杆为ø22×2000mm树脂锚杆，间、排距均为800×1000mm。其中，轨道顺槽净宽为2.8米，运输顺槽及切眼净宽为3.0米，净高均为2.1米。轨道顺槽、运输顺槽主要用于该工作面的进、回风、运煤、运料，内置ø25mm的防尘管路和ø25mm的压风管各一趟。移动变电站和乳化泵硐室设置于原三距离采煤工作面上端头不大于200米的轨道顺槽内，巷道净宽，净高，锚带网支护。正规循环作业图表经济技术指标表项目单位指标备注工斜面斜长米140采高米1.44煤层生产能力吨/平方米循环进度米循环产量吨班推进度米106月循环个数个70月循环产量吨19110回采工效吨/工在册人数人50班出勤人数人39出勤率人78％炸药定额Kg/t雷管定额发/吨煤层牌号气煤含矸＜2灰分落煤工艺机采回采率%95支护密度棵/平方米顶梁铰接率%≥902、掘进机械配备(1)综掘工作面：设备主要由部分断面掘进机，带式转载机，双向可伸缩胶带输送机、局扇、湿式除尘风机、单体锚杆机等组成；设计月进尺>200米/月(半煤岩)。(2)普掘工作面：配备湿式气腿凿岩机、湿式煤电钻、耙斗装岩机、局扇、风镐、锚杆机、砼搅拌机和砼喷射机等设备。设计半煤岩月进尺100～120米/月，全岩月进尺70～90米/月。3、掘进工作面个数根据矿井开拓部署和采区巷道布置，为保证采区及回采工作面的正常接续，保证矿井高产高效，提高矿井机械化水平，按照目前平均的掘进水平，设计认为该翼共配备3个掘进头，其中1个综掘，2个普掘。回采与掘进工作面的采掘比为1：3。表1表2表3第五章矿井通风与安全第一节矿井通风一、矿井通风方式根据开拓部署，本井田分为南北两区，先期采用中央并列式通风方式，当矿井开采逐步转入井田西部时，由于其为深部区域，距离较长，通风较为困难，因此，增加一回风井，通风方式仍为中央并列式。二、矿井通风系统新鲜风流由主副井进入-350m井底车场，经南翼轨道暗斜井中部车场、轨道运输斜(平)巷、轨道运输顺槽到达工作面。乏风从回采工作面经胶带输送机顺槽、行人回风联络斜巷，到达-510m总回风大巷，再由风井排出地面。矿井首采区通风系统示意图如图6-1。图6-1矿井初期通风示意图三、矿井风量计算由矿井设计思想，下组煤开采初期实行上、下组煤配采，其产量大致分配为上组煤15万t，下组煤45万t，又二区的产量为19.39万t，且服务年限相当有限，所以要保证正矿井产量，下组煤开采初期应有3个采区同时生产，其中上组煤一个，下组煤两个(二采区和五采区)，均为11层煤，各采区均为单面生产，此时为矿井开采下组煤过程中通风容易时期。下组煤开采通风困难时期为下组煤开采通风线路最远采区时期，为保证矿井产量，此时至少有两个采区同时生产，南北翼各一个，分别为15层煤的六采区和九采区，其中六采区为双面生产。1、回采工作面需风量：∑Q采×3＝3/s。2、掘进工作面需风量按矿井配产安排，全矿井下组煤生产过程保持3个回采工作面，为保证矿井正常接续，初期需配备12个掘井头，后期配备10个掘进头。根据本矿井实际生产及邻近矿区情况，确定每个掘进工作面风量为150m3容易时期：∑Q掘＝150×12＝1800m3/min＝30m3困难时期：∑Q掘＝150×10＝1500m3/min＝25m33、硐室实际需要风量(1)井下爆破材料库：80m3(2)机电硐室空气压缩机房：60m3/min；水泵房：60m3/min；绞车房：60m3(3)其它主要硐室上仓胶带输送机头硐室：50m3/min；清理撒煤硐室：50m3/则：通风容易时期：∑Q硐＝80+60+60×2+60×2+60×2+50+50+50×3＝750m3/min＝m通风困难时期：∑Q硐＝80×2+60+60×3+60×3+60×3+50×2+50×2+50×3＝1160m3/min＝m4、其它地点供风量根据我国大多数机械化矿井的统计资料，一般按下列公式计算：∑Q其它＝(∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐)×5%则：通风容易时期：∑Q其它＝(22.8+30+12.5)×5%＝m3/s通风困难时期：∑Q其它＝(22.8+25+19.3)×5%＝m3/s综合上述计算全矿井初期风量为：通风容易时期：Q矿＝(22.8+30+12.5+3.3)×＝m3/s，取86m通风困难时期：Q矿＝(22.8+25+19.3+3.4)×＝m3/s，取m3四、矿井通风负压计算22O，计2994Pa。五、矿井等积孔计算通风困难时期等积孔为：A＝＝2。矿井下组煤服务年限内，初期即通风容易时期，属通风容易矿井；后期困难时期则为通风中等容易矿井。六、矿井扇风机选择及电动机选型计算本矿井为低瓦斯矿井，通风系统为副井进风，风井回风，通风方式为中央并列式。设计选用二台BDK-8-№25型对旋式轴流通风机，其中一台工作，一台备用。通风机为双回路供电，两路电源均引自6kV变电所。1、计算通风机风量Q和全风压H:1)、风量×86=m3/s困难期：Q＝5×=m3/s2)、负压计算容易期：H=1251Pa，取1260Pa；困难期：H=2994Pa，取3000Pa。2、风机运行工况点据淄博风机厂提供的通风网络特性曲线。容易期：风量Q=86m3负压H=1260Pa；效率η=0.83；安装角度B=2°；困难期：风量Q＝m3/s；负压H＝3000Pa；效率η＝0.6；安装角度B=45.5°。3、电动机功率容易期：N＝kw；困难期：N＝kw。第二节矿井运输提升本矿井采用一对立井开拓，其主、副立井原有提升设备及系统见第一章第三节井田开拓部分，在此不再赘述。另外，-350m水平至-510m水平原有3条暗斜井相联系。为节省投资，下组煤开拓延深应利用现有设备，以充分发挥其效能。一、主立井提升设备矿井设计年生产能力60万t，年工作日330d，日提升16h，主井提升不均匀系数。主井提升设备选型计算如下：矿井年产量60万t；年工作日330d；日工作小时数16h；井口标高+m；装载点标高-m；提升容器：6t轻型箕斗，载煤5000kg，自重2850kg；有效容积：3；井架高度36m提升循环时间：108s。二、副立井提升设备副井提升采用落地摩擦轮式提升机，担负着全矿的矸石、材料、人员设备的提升任务。采用一对1t双层单车多绳罐笼作为正常提升容器，单层提矸，双层提人，上下层人员同时进出。按现有的提升设备，核定最大班提升时间，工人上下井时间29.425min<40min，总作业时间5.0h，副井提升满足要求。三、原轨道暗斜井提升设备轨道暗斜井担负-510m水平矸石、材料设备的提升任务。年提升矸石9万t(50000辆矸石车)，其他辅助提升量20000车。四、原皮带暗斜井主要设备皮带暗斜井担负-510m水平出煤的提升任务。主要设备为胶带运输机，年运输能力为198万t。五、南翼轨道暗斜井提升设备该轨道暗斜井担负南翼-510m水平矸石及材料设备的提升任务，经计算设计选取JTP1.6型提升机，绳速v=/s，选取JR128-8型交流感应电动机，Pe=155kW；采用1t固定式矿车，单钩窜车(每次提3辆)提升。同时，采用将轨道巷做为与猴车混用巷道，行人和行车分时复用。主要用于进料和入新鲜风流，只在下部接近-510m处布置双股道。年提升矸石量为出煤量的20%，最大为12万t(65000辆矸石车)，辅助提升量为2万车。年总提升量最大约为15.6万t。六、北翼轨道暗斜井提升设备该轨道暗斜井担负北翼-700m水平矸石及材料设备的提升任务，设计选取选取JTY1.6/1.2B型提升机，v=/s；选取JR128-8型交流感应电动机，Pe=155kW。主要用于进料和入新鲜风流。轨道巷专用做辅助提升用，为单钩窜车(每次提4辆)，只在下部接近-700m处布置双沟道。年提升矸石量与上水平相当，为12万t(65000辆矸石车)，辅助提升量为2万车。年总提升量最大约为15.6万t。七、北翼皮带暗斜井设备采用和猴车混用巷道，行人和运输同时利用。输送带：PVG1250S；运量：Q=250t/h；带宽：B=800；带速：v=2m/s。设计选用两台JR128-8型交流感应电动机，Pe=155kW。年运输能力129万t，满足提升要求。第三节排水设备一、矿井涌水分析根据“王家寨煤矿初步设计说明书”中的矿井涌水量预算结果，-510m水平开采上组煤正涌水量为3/min，延深水平开采下组煤的正常涌水量为3/min，开采上组煤最大涌水量为3/min，开采下组煤的最大涌水量为3/min，故在-510m水平上、下组煤同时开采时正常涌水量为3/min，最大涌水量为3/min。二、排水系统因该矿矿井为多水平接续生产矿井，故各水平的矿井排水为分段接力排水。由“王家寨煤矿水平延深及技术改造设计”知，矿井-510m及其以上水平的排水设备均按矿井服务年限内最大涌水量进行设计，因此，设计只对-700m水平涌水的排水设备进行设计。即设立-700m水平井底主排水泵房和水仓，将-700m水平矿井涌水排入-510m水平井底水仓，再由-510m水平排入-350m水仓，最后经-350m水平中央泵房排出矿井。矿井排水系统如附图二十。三、-700m排水设备选型计算基础数据及设备选型主暗斜井井口标高510m；主暗斜井井底标高706m；矿井正常涌水量qz=3/min=3/h；矿井最大涌水量qmax=3/min=3/h。根据以上基础数据计算-700m水平中央泵房需配置MD450-60×4型水泵3台，其中一台工作，一台备用，一台检修。根据计算，排水管从-700m水平中央泵房敷设2趟无缝钢管DP=Φ278mm，壁厚δ=mm，吸水管选用无缝钢管Dx=Φ325mm，壁厚δ=mm，排水管在泵房内采用法兰联接，其他地方间隔用法兰联接，以便今后检修，排水管长L=1260m×2，吸水管长L=×3。所选水泵工况点流量为385m3/h，效率为44％，扬程为第四节压缩空气设备因井下用风设备较少，为减少压风损失和投资，只在地面设压风机硐室。井下压风需风量为：m3/min选用4L-20/8型空气压缩机4台，3台工作，1台备用，每台压缩机电机容量132kW。在工业广场设置压风机硐室及配电硐室，电源引工广变电所，供电电压660V，安装4台4L-20/8型空气压缩机。每翼由风包分别向掘进头敷设管路，选用内径φ100水煤气钢管，采用快速接头连接。第六章矿井供电第一节矿井供电系统一、矿井供电电源：王家寨煤矿地面降压站由两路35kV进线，由分别来自泉沟降压站和新泰降压站(简称泉王线和陈王线)，泉王线路由LGJ-120mm2裸架空线，全长；陈王线为LGJ-95mm2裸架空线，全长。正常以泉王线为主路，陈王线为备用回路，从而形成不同电源的双回路供电电源，符合《煤矿安全规程》的要求。二、区域供电系统及矿井供电方式1、地面供电35kV矿井地面变电所位于工业广场的西部，靠近负荷中心，进出线比较方便。变电所35kV配电装置选用成套配电柜，其中有两台备用电柜。6kV配电室选用GG-1A(F)型高压开关柜22台，备用柜1台。35kV和6kV高压油开关采用CD10型电动操作机构，操作电源为直流220V，由控制室的直流电源供电。35kV和6kV配电室母线均采用单母线分段式，两段母线之间设置母联开关。低压配电室选用BSL-10型低压配电屏8台，采用三相四线制的低压供电电源，变压器中性点直接接地，采用接零保护系统。矿井地面变电所有两台主变压器，型号为S7-5000/35/6.3kV，作为矿井主电源，选用两台S7-35/3.5/0.4kv型号的变压器。2、井下供电井下供电电压等级为6kV、660V、127V。⑴-350m井下中央变电所下井电缆选用YJV42-6000-3×120型铜芯交聚乙烯绝缘、聚氯乙烯护套内粗钢丝铠装电缆，由矿井地面变电所6kV两段母线分别引出各一路，下井电缆共两路，经副井井筒引入-350m井下中央变电所。当一路下井电缆发生故障停电时，另一路下井电缆应能承担井下的全部负荷。井下中央变电所6kV母线，也是单母线分段式，并设有母联开关。⑵-510m井下中央变电所井下-510m中央变电所内均安装KYGG-22型高压开关柜13台(备用3台)和2台低压动力变压器。低压配电屏KYX-1型7台，KS7-315/6/0.66动力变压器2台，向井底车场附近的低压动力供电，选用GQA-300/275-KY型硅整流器2台，作为电机车的直流电源。初期11层煤二采区和五采区分别在-460m车场和-510石门设立采区变电所，安装有PBGZ-6型高压防爆配电箱6台，矿用动力变压器2台。低压开关选用KBG8型隔爆自动馈电开关和矿用隔爆型BKL1-1V检漏继电器。除煤电转选用UZ-500橡套软电缆外，其余设备均选用UPC-1000型矿用屏蔽电缆。在-350m水平南翼大巷和-510m轨道大巷，各设变电所1个，专供压风机和掘进工作面供电，同时还需增加1台KS7-315/6/0.66kV低压动力变压器，向胶带输送机、绞车房供电。660V系统采用JY82检漏继电器作为漏电保护；对127V的煤电钻，采用ZZ8L-2.5型综合保护装置。⑶-700井下中央变电所-700m井下中央变电所的进线电源，是从-510m中央变电所分别从两段母线经YJV42-70/6-696M电缆引出两回路作为进线电源，本变电所采用KYGG-2Z型真空断路器10台。主排水泵3台，进线2台，母联1台，两个采区各1台，控制低压动力变压器2台，另有1台备用。低压开关采用矿用一般型KYX-1型低压配电屏7台，向大巷电机车和井底车场及附近的低压动力及照明供电。整流设备选用GQA-300/275-KY型硅整流器2台作为电机车的直流电源。二采区变电所位于-460m标高二采轨道斜巷附近，电源来自-350m中央变电所，变电所内设置2台高压真空开关，一台控制KSGBZY-500/6型移动变电站专供采煤机用电，高压侧采用UGSP-6000-3×50+1×16屏蔽电缆和AGKB-200/6000型电缆连接，高压侧的保护均由高压防爆配电装置进行保护。另一台高压真空开关控制KS7-315/6变压器，该变压器向采煤和掘进其他用电设备供电，除固定设备采用铠装电缆供电外，其他设备均采用低压橡胶和屏蔽电缆供电。煤电钻采用UZ-500型电缆。低压总开关和分路开关选用KBZ型，工作面配电点及顺槽运输选用QBZ系列，掘进选用QBZ型，煤电钻选用ZZ8L-2.5型综合保护装置。-700m井下接地采用保护接地方式。利用铠装电缆的外皮和铅包及橡套电缆的接地芯线将主副水仓的主接地极与各级电动式、采区变电所、配电点的各用电设备在电气上连接起来，再与局部接地极并联，构成井下接地网，各设备外壳均与接地网相连形成井下保护接地系统。为了提高功率因素，在矿井地面变电所，利用静电电容器并联在6kV母线上进行高压集中补偿，补偿装置采用GR-1-01-3和GR-1-04柜各1台，GR-1-01柜4台。第四节井上下照明与通讯1、地面照明采用动—照合用(380V/220V)变压器，但线路分开。井下照明电压为127V，照明灯具选用KBY型隔爆荧光灯和KBB型隔爆白织灯。矿灯选用KS-9(a)型，充电室安装KTS-102型充电架，要留有一定备用间隔。2、王家寨矿至新泰市邮局8km，开通两对中继线作为矿井对外联系通道。本矿设行政电话、生产调度电话和电力调度电话各一台。行政电话总机选用HJ905型200门纵横制自动电话交换机；生产调度电话选用DT-110L型100门共点交换机。上述两部总机均设在行政办公楼内。电力调度电话总机选用HJ262T-10型10门磁石交换机，设在地面变电所控制室内。在井下-700m水平生产调度室，装有交换机一部，与地面生产调度室联系。第七章安全技术措施第一节预防瓦斯和煤尘爆炸一、预防瓦斯矿井煤层倾角为5~18°，煤层层间距不大。矿井主要采取以下防治瓦斯的措施：1、建立矿井瓦斯、二氧化碳和其它有害气体的检查制度，严格工作面的瓦斯检查，每班按规定的检查路线和检查次数检查井下瓦斯；2、矿井配备束管监测系统，可以对井下采样点的有害气体进行连续监测；3、矿井配备一定数量的便携式瓦斯报警仪，矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，携带便携式甲烷报警仪，随时检测井下巷道和作业地点的瓦斯浓度；4、回采工作面及掘进工作面安全监控系统，回采工作面的瓦斯探头的布置地点在工作面回风巷距工作面10m范围以内，掘进工作面的瓦斯探头布置在掘进工作面迎头10m范围内和掘进工作面巷道距回风口10m范围内；5、矿井所有电器设备防爆等级均为矿用一般型及以上，井下严禁使用防爆等级在一般型以下的电器产品；6、矿井配备过滤式自救器；7、按设计要求对回采和掘进工作面配风，保证井下作业地点有足够的风量；8、采掘工作面串联通风的次数不得超过1次；9、设计采掘工作面无串联现象，若矿井在开采过程中有串联通风时，必须在被串工作面的进风流中安设安全监控系统的断电仪装置；10、被串工作面进风流中瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过0.5%，氧气浓度不得低于20%，其他气体的允许浓度按规程有关规定执行；11、当被串工作面进风流中瓦斯浓度大于0.5%时，瓦斯断电仪必须将被串工作面及其回风巷中的全部电气设备断电。采取加大工作面风量或增加局扇及其它方法稀释工作面的瓦斯，当瓦斯浓度≤0.5%时,才可对被串工作面及其回风巷中全部电气设备复电；12、并联风路中应按设计要求配风，通过调节风门调节巷道的风量；13、采用扩散式通风的巷放工作面通风行人眼不得少于2个，其眼距和与工作面的距离不得大于6m，入风口的巷道宽度不得小于2m。为防止工作面瓦斯聚积，必要时应配合局扇进行辅助通风；14、回采工作面的落煤方式为爆破落煤，放炮后应做好工作面气体检查；15、定期对矿井的主要通风巷道进行维修，及时消除高冒区，防止瓦斯积聚和采、掘工作面的瓦斯积存。发生冒顶时，采用挂风幛、安设导风筒或局扇通风等方式，排放该地点的瓦斯；16、井下设临时和永久测风站，每10天进行1次全面的测风，根据测风结果和设计要求对井下风量进行调整；17、加强对井下通风构筑物的管理，提高通风设施的可靠性；18、为防止回采工作面上隅角瓦斯超限，采用上隅角挂风幛的方法稀释该处瓦斯；19、局部通风机架设位置位于新鲜风流中，距离回风巷口的距离大于10m；20、井下电器设备按《煤矿安全规程》选型，并配备保护装置，电气设备、测量仪检修搬迁前切断电源，且由专职电工操作；21、该矿设备部分需新购置，如瓦斯检定器、自救器等，需按要求进行技术测定和校核后方能使用；22、加强对井下其它能引燃瓦斯的火源的管理和检测。二、防止煤尘爆炸措施1、建立健全矿井的防尘洒水系统和防尘管理制度，落实好综合防尘措施，保证防尘设施齐全、可靠并正常使用，责任落实到人；2、采掘工作面坚持采用湿式煤电钻打眼并使用水炮泥封孔，做好放炮前、后的洒水降尘工作；3、消除井下煤尘堆积，及时清理采掘巷道中的浮煤；4、在采煤工作面运输、回风巷及掘进工作面巷道设隔爆水棚；5、在混合斜井、运输石门、回风石门、采煤工作面运输巷、采煤工作面回风巷及掘进工作面巷道设置水幕降尘。第二节防止水患1、井下回采和掘进时坚持“有疑必探、先探后掘、长探短掘”的原则，探70m掘30m，遇到淋水异常时立即停止采掘作业，按规程要求进行探放水工作，以确保安全生产；2、矿井必需留设足够的隔水煤柱。同时加强矿井涌水的监测，做好防治水工作；3、定期清理水沟，保证水沟排水畅通；4、如发现工作面煤壁潮湿或滴水现象应及时向矿井值班人员汇报；5、做好工业广场的疏排水及防洪排涝工作；6、定期检修排水系统，保证水泵一台工作、一台备用、一台检修。第三节预防火灾该矿井开采煤层均属有爆炸危险、易自燃煤。为确保矿井安全生产，根据该矿井的采煤方法和巷道布置情况，矿井采用以氮气防灭火为主，以均压防灭火和地面回填堵漏为辅的防灭火方式。加快工作面的推进进度，提高回采率，减少采空区浮煤，及时封闭采空区，也能起到防火作用。回采工作面采用均压防灭火技术，矿井应配备氮气防灭火系统，提高矿井防治火灾的能力。1、均压防灭火2、氮气防灭火3、束管监测系统根据矿井防灭火的要求，矿井应配备氮气防灭火系统，同时为矿井配备KSS-200型束管监测系统，做为氮气防灭火的配套设施该系统具有自动化程度高、能够24小时连续监探、操作方便直观等特点。用户可根据需要建立数据库，对历史数据进行分析，也可与矿领导进行联机操作，实现数据共享。第四节其它事故的预防一、防止顶板事故(1)做好矿井的水文地质预报工作，提前预测工作面可能遇到的各种地质变化，及时采取相应的措施，防止顶板事故的发生；(2)回采工作面应加强顶板管理，做好超前支护工作；(3)掘进工作面作业人员要做好敲帮问顶工作，防止顶板事故的发生；(4)掘进工作面使用好前探梁或临时支护，控顶距要符合作业规程规定，严禁空顶作业；(5)掘进工作面支架压力增大时，应根据现场情况采取措施加强支护；(6)矿井配备矿压观测设备，以便及时掌握工作面压力变化情况，为矿井的安全生产服务。二、放炮安全(1)放炮员必须经过培训，并持证上岗，井下放炮必须由放炮员操作；(2)装配引药时，必须遵守下列规定：①必须在顶板完好、支架完整，避开电气设备和导电体的工作地点进行；②防止电雷管受震动或冲击，防止折断电雷管脚线或损坏脚线绝缘层；③电雷管只允许由药卷的顶部装入，严禁将电雷管插在药卷中部或捆在药卷上；④电雷管插入药卷后，应用脚线将药卷缠住，以便将电雷管固定在药卷内，还必须将电雷管脚线末端扭结；(3)严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度，如果放炮地点20m范围内风流中瓦斯浓度达到1%时，必须报告并停止装药或放炮，并进行处理；(4)工作面装药时，其它人员要撤到安全地点，并派专人在可能进入放炮地点的通道上设好警戒，严禁一切人员通过；(5)井下放炮必须使用发爆器，发爆器钥匙、雷管箱钥匙必须由放炮员随身携带，不得转交他人；(6)放炮后，班组长、瓦检员、放炮员和安全员必须检查放炮地点的瓦斯、顶板、支架、瞎炮、残爆、通风等情况，确定无危险后，工作人员方可进入工作面作业；(7)出现瞎炮时，必须在班组长指导下按《煤矿安全规程》中的有关规定及时进行处理，在没有处理完毕前不准从事与处理瞎炮无关的工作；(8)处理瞎炮只允许在距离瞎炮不小于处另打与炮眼平行的新炮眼，重新放炮，禁止使用其它方法处理瞎炮；(9)严格执行雷管炸药领取和清退制度。三、防堵措施(1)煤仓或溜煤斜巷采用丘宾筒支护，倾角一般不小于60°，小于60°的溜煤斜巷，其底部必须铺设铁板或铁轨并经常检修更换；(2)在煤仓或溜煤斜巷旁开掘平行眼，每隔8m(3)放煤口应安设铁篦子，防止大块煤或木料等其它杂物进入煤仓或斜巷内；(4)控制煤仓的存煤量，不得存量过多、存放时间过长，同时应避免工作面水流入煤仓；(5)当煤仓堵塞时，严禁人员进入煤仓内，并必须有防止煤突然流下保证人员安全的措施。禁止由煤仓上口往下冲水。第八章劳动定员与主要经济技术指标第一节劳动定员与劳动生产率一、劳动定员的确定本矿设计生产能力为60万t/a，根据原煤炭部1994年制定的《煤炭工业设计规范》的精神，结合本矿具体煤层、地层特征和生产技术条件，确定全矿劳动定员，见表8-1。表8-1劳动定员表顺序类别出勤人员在籍系数在籍人数一生产工人13261679井下工人11001430地面工人226249二管理人员6969行政人员44144技术人员25125原煤生产人员13951748三服务人员123123四其他人员27