成人采矿自考毕业论文

[键入文字]中国矿业大学2015届本科生毕业设计-0-矿区地理位置图1-1-1三、气象及地震情况矿区位于太行山区，属温带大陆性气候，其特点为冬春季干旱多风，夏季温和多雨，秋季天高气爽，全年夏短冬长，夏天雨水相对集中，一般在7、8、9三个月，年蒸发量大于降雨量，降雨量年平均666.2mm，历年最高洪水位+870，年蒸发量为1879.6mm，年平均气温9.4℃，年最高气温35℃，最低气温-23.5℃，冻土期一般在十一月中旬至次年四月，冻土深度为0.42～0.75m，无霜期160天左右。根据《中国地震动峰值加速度区划图》(GB18306-2001)，本区地震动峰值加速度为0.10g。相当于原地震基本烈度Ⅶ度区。四、电源、水源及建筑材料来源矿井目前已实现双回路供电，一回电源引自昔阳县坪上110KV变电站，另一回电源引寺家庄220KV变电站，矿井工业场地建有一座,35kV变电所，采用10kV电源下井。安装两台S10-10000无载调压变压器，工作方式为一用一备，35KV和10KV主接线均采用单母线分段接线方式，一、二级负荷双电源供电，保证了矿井安全用电。井下中央变电所、工作面配电站均安装完毕，并经市、县电力质检部门验收，已投入使用。从地面建有200m3蓄水池经主斜井、清理平巷、一采轨道下山，在主要运输大巷每隔100米留有一个变2寸三通。从一采轨道下山至工作面的水管，每隔50米留有一个变2寸的三通。鉴于本区浅层水和地表水利用价值不大，且附近农村均饮用浅层水，为避免与民争水，矿井永久供水水源考虑取用青山水库向昔阳县城供水管网系统。青山水库向昔阳县城供水管路从矿井工业场地旁通过，供水管路连接非常方便。另外，根据地质报告所述，矿井正常涌水量130m3/h，最大180m3/h，矿井涌水排至地面经处理达到复用水标准后，可用于矿井生产和井下消防洒水。故矿井水源有保障。矿井改扩建所需的建筑材料，如：砖、石料、水泥、砂子等当地可满足供应；钢材、木材需由外地调进。五、气象与地震矿区位于太行山区，属温带大陆性气候，其特点为冬春季干旱多风，夏季温和多雨，秋季天高气爽，全年夏短冬长，夏天雨水相对集中，一般在7、8、9三个月，年蒸发量大于降雨量，降雨量年平均666.2mm，年蒸发量为1879.6mm，年平均气温9.4℃，年最高气温35℃，最低气温-23.5℃，冻土期一般在十一月中旬至次年四月，冻土深度为0.42～0.75m，无霜期160天左右。根据《中国地震动峰值加速度区划图》(GB18306-2001)，本区地震动峰值加速度为0.10g。相当于原地震基本烈度Ⅶ度区。第二节井田地质特征一、地层井田内基岩地层出露相对较少，大面积被第四系黄土覆盖。依据《山西省沁水煤田平昔矿区李家沟勘探区精查地质报告》中的地质图件及钻孔资料对井田内发育的地层自下而上简述如下：1、奥陶系中统峰峰组（O2f）该组地层岩性主要为石灰岩组成，为深灰色厚层状致密石灰岩，节理发育，常被方解石充填，极少含化石，风化后呈现灰白色，本组地层出露在外围杜庄村东南山坡上及因断层而出露于杜庄村南河东岸，本组厚度大于100m。2、石炭系中统本溪组（C2b）平行不整合于奥陶系中统地层之上，由深灰色砂质泥岩、泥岩及砂岩组成，时有2-3层海相石灰岩，但其不稳定，时有尖灭现象。石灰岩中含腕足类等动物化石。底部为一层铝土岩，多为灰色，部分为紫色。本层底部，奥陶系石灰岩风化面之上时有鸡窝状山西式铁矿，但厚度极不稳定，本组厚度30-43m，平均33m。3、石炭系上统太原组（C3t）整合于本溪组地层之上，以底部K1砂岩底界为界与本溪组分开，本组岩性以灰黑色、灰色砂质泥岩、泥岩、砂岩、石灰岩和煤层组成，含煤6层，其中主要煤层位于本组下部，是本区主要含煤地层之一。石灰岩中富含腕足类、珊瑚、海百合茎、蜓蝌等动物化石，本组含稳定的三层海相石灰岩（K2、K3、K4）为本组的标志层。根据岩相，岩性对比及古生物组合特征，太原组可划分为三段：从K1砂岩（晋祠砂岩）底界到四节石灰岩（K2）底界为太原组一段（C3t1）,本段含15号煤（俗称四节石下煤、丈八煤）为全区最稳定，厚度较大之煤层；从k2石灰岩底到K4石灰岩顶界为太原组二段（C3t2），含煤3-4层，从下而上依次为13号煤（俗称钱石下煤）、12号煤（俗称四尺煤）、11号煤（俗称猴石下煤）；从K4灰岩顶界到K7砂岩底界为太原组三段（C3t3），本段厚度极不稳定，含煤2层（8、9号煤）均属局部可采，时有尖灭。从以上情况分析，太原组形成于海相-滨海相沉积环境之中，本组厚度一般75-85m，平均80m。4、二叠系下统山西组（P1s）本组以K7砂岩底界为界，整合于下伏地层太原组之上，岩性以灰色、灰黑色砂质泥岩、泥岩、灰白色砂岩及煤层（5-9层）组成。是本区主要含煤地层之一，下部以砂岩为主，包括三层砂岩（俗称第一、第二、第三砂岩），组成矿物以石英为主，分选及磨圆度均不及太原组之砂岩，根据区域资料，三层砂岩有合并或分岔现象，砂岩间以砂质泥岩、泥岩为主，其中各含煤一层：6号煤（S1）（俗称第一砂岩上煤），4号煤（S2）（俗称第二砂岩上煤）。上部以砂质泥岩和泥岩为主，夹有数层薄砂岩层，为中细粒砂岩，成层不稳定，本组厚度一般50-70m，平均57m。5、二叠系下统下石盒子组（P1x）本组与山西组整合接触，以K8砂岩底界与山西组地层分界，岩性以灰白、灰黑色砂质泥岩、泥岩和灰白色砂岩为主，含煤线、风化后呈灰绿色，在本组顶部有一层杂色铝土质页岩称“桃花页岩”，可做为上、下石盒子组分界标志。本组厚度一般85-150m，平均135m。6、二叠系上统上石盒子组（P2s）本组与下石盒子组整合接触，以K10砂岩底界与下石盒子组地层分界，岩性以黄绿、紫、绿色砂质泥岩、泥岩和黄绿色中粗粒砂岩为主，含煤线、风化后呈灰绿色，本组厚度一般0-120m，平均90m。本组地层保存不全。7、第四系中上更新统（Q2+3）分布于井田内山梁及山坡上，主要岩性为砂质粘土及粉砂质粘土组成，底部含钙质结核，最大厚度可达25m。8、第四系全新统（Q4）分布于井田内沟谷地带及河床两侧，主要岩性为坡积物、冲洪积物，底部含砾石，最大厚度可达20m。二、地质构造1、区域构造井田位于沁水煤田的东部边缘，即沁水向斜的东翼，地层总体产状走向北北东，倾向南西西，岩层倾角平缓，一般为7°—10°间。2、井田构造受区域地质构造的控制和影响，井田内的地层总体走向北北东，倾向西，地层倾角7°—17°。井田内发育比较简单无断层、陷落在。层埋深较大，断距小的断层一般均未影响到煤层。三、地质水文条件(一)地表水井田内北部边缘有思乐河由西向东流经，中间有巴洲河、南部外围有洪水河，对井田煤层开采会有一定的影响。(二)含水层1．奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层埋藏于井田深部，距地表深浅不一，厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田主要含水层，据勘探资料知：奥陶系石灰岩岩溶水位标高在+480m以下，而最下层煤15号煤层底板标高在+500m以上，且有本溪组地层相隔，其对煤层开采不会有影响。2．石炭系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层太原组三层稳定石灰岩(K2、K3、K4)，根据以往钻孔资料，三层石灰岩质纯，裂隙发育，均具有一定的含水性和导水性。根据沁水煤田李家沟勘探区资料对其三层石灰岩含水性作简要阐述。(1)K2(四节石石灰岩)灰岩位于太原组下部，15号煤(丈八煤)上约6～15m处，为泥岩或砂质泥岩相隔，局部为砂岩，其单位涌水量为0.29L/s·m，水位标高+770m，渗透系数为6.74m/d，接受河床潜水补给，在生产过程中应引起注意，特别是断层、陷落柱的导水。(2)K3(钱石石灰岩)灰岩位于太原组中上部，厚约3～6m，其单位涌水量为0.19L/s·m，水位标高+837.81m，渗透系数可达7.15m/d，可见是又一含水导水岩层。(3)K4(猴石石灰岩)灰岩位于太原组上部，厚约2～5m，此层灰岩溶洞发育，其单位涌水量为0.70L/s·m，水位标高+830.98m，渗透系数可达22.7m/d。以上三层石灰岩由于地下水的侵蚀均有溶洞形成，又易于接受地表水补给，从而有利于地下水的循环，在今后生产中应加以重视。3．二叠系砂岩含水层二叠系含较厚的砂岩数层，富水性弱，但由于埋藏浅，其渗透性较强，补给条件较好，单位涌水量0.016L/s·m，渗透系数平均0.2121m/d，但由于裂隙度高，导水性能较为良好。4．第四系松散岩类砂砾石孔隙含水层松散岩类孔隙水主要分布于河流沟谷地带，主要含水介质为砂砾石层，地下水受降水季节影响较大，就近开采孔隙水能解决用水需求。据上所述，开采8、9号煤层，矿井水主要来自上部砂岩及松散岩类含水层；开采15号煤层，矿井水主要来自K2、K3石灰岩含水层，由于隐伏断裂和陷落柱的构造影响，含水性、导水性会增强。在今后的工作中，应做到“有疑必探，先探后采”，防患于未然。(三)隔水层1．15号煤以下及本溪组隔水层组主要由铝土泥岩、泥岩及砂质泥岩组成，地层厚约33m，其中铝质泥岩厚8m左右，构造裂隙不发育，隔水性能良好，构成奥灰含水层的直接隔水顶板。2．各标志层(砂岩及灰岩)各标志层(砂岩及灰岩)沉积厚度稳定，其间沉积的泥岩、砂质泥岩也稳定，构造裂隙不发育，构成各含水层间良好的隔水层组。总之，井田各含水层富水性弱，接受补给条件较好，其间虽有良好的隔水层阻隔，在无导水构造沟通的情况下，各含水层间一般无水力联系，但随着开采深度的加大，由于隐伏断裂和陷落柱的构造影响，含水性、导水性会增强。总体上井田水文地质条件中等。(四)矿井涌水量根据矿井地质报告提供的矿井涌水量资料，结合矿井实际生产中的涌水量情况，预计矿井达到210万t/a设计生产能力时，井下正常涌水量130m3/h，最大涌水量180m3/h。第三节煤层特征本区含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组及二叠系下统山西组和下石盒子组。其中本溪组和下石盒子组皆是不含可采煤层。主要含煤地层为太原组和山西组。现对主要含煤地层叙述如下：1、太原组（C3t）为本井田主要含煤地层之一，本组地层为海陆交互相含煤沉积，岩性特征明显，沉积旋回清楚，据此划分上、中、下三段。分述如下：（1）下段（C3t1）自太原组底界砂岩K1～K2石灰岩底，岩性由中—细粒砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。本段含全区稳定可采的15号煤层。底部泥岩中常含铝质及黄铁矿结核，局部相变为铝质泥岩。（2）中段（C3t2）自K2灰岩底至K4灰岩顶，岩性由三层层位稳定的含生物碎屑石灰岩，间夹中～细粒砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含煤三层，自上而下为11、12和13号煤。（3）上段（C3t3）自K4石灰岩顶～K7砂岩底，本段由砂质泥岩及泥岩组成。含煤两层，自上而下为8、9号煤，均属局部可采煤层。2、山西组（P1s）为本区重要的含煤地层，自K7砂岩底至K8砂岩底主要由中—细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，含煤5层，局部可采煤层6号煤位于本组的下部，其余煤层均薄而不稳定，不具工业价值。第二章井田境界和储量第一节井田境界XXX煤矿的井田境界由以下13点座标点连线圈定：1．X=4162252.20Y=19732931.052．X=4167352.25Y=19732781.033．X=4167398.25Y=19733791.044．X=4167452.25Y=19734111.045．X=4167220.25Y=19734291.046．X=4166020.24Y=19734291.057．X=4167020.25Y=19735131.068．X=4165711.24Y=19735131.069．X=4165777.02Y=19735637.5510．X=4165970.25Y=19736458.0711．X=4165982.25Y=19736811.0712．X=4165562.25Y=19736871.0713．X=4162248.20Y=19733241.06矿区南北走向长0.4～4.0km，东西倾斜宽2.1～2.7km，井田面积10.047km2。15煤层底板标高+500～+860m，高差360m。第二节矿井工业资源/储量一、资源/储量的估算范围本区赋存的主要可采煤层有太原组的15#煤层。15#煤层为全区稳定可采的厚煤层，井田内多处遭开采破坏，储量估算范围为东到采空区边界，北、南、西至井田边界。不可采煤层和采空无资源区不进行资源/储量估算。各资源/储量估算指标如下：1、煤层厚度≥0.80m2、原煤灰分（Ad）≤40％3、原煤全硫含量(St.d)≤3％4、原煤发热量（Qnet.d）≥22.1MJ/kg三、资源/储量计算方法井田内大部分地段煤层倾角平缓，因此采用地质块段法估算资源/储量，即采用煤层伪厚度和水平投影面积估算。···式中：Q资源/储量（万t）S水平面积（m2）M煤厚(m)d视密度(t/m3)四、资源/储量级别和块段划分通过对本区构造复杂程度和煤层稳定程度的研究评价，认定井田地质构造复杂程度为简单，主采煤层稳定程度为稳定。根据《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T0215-2002），15#稳定煤层，以达到1000×1000m网距的见煤点（钻孔）连线以内和在连线以外以见煤点（钻孔）间距的1/2的距离所划定的范围圈定探明的经济基础储量；以达到2000×2000m网距的见煤点（钻孔）连线以内和在连线以外以见煤点（钻孔）间距的1/2的距离所划定的范围圈定控制的经济基础储量；其余为推断的资源/储量。五、资源/储量计算结果 通过估算区内的资源/储量情况是：总资源/储量9025万吨。可用于生产设计的探明的资源/储量（111b）为4704万吨，控制的资源/储量（122b）为2134万吨，煤种全为无烟煤。各煤层详细情况见资源/储量估算结果汇总表。资源/储量估算结果汇总表煤层号煤

类资源/储量（万吨）可利用现保有111b122b333小计15#47042134218790259025第三节矿井设计资源/储量、矿井设计可采储量一、矿井可采资源/储量计算1．设计资源/储量计算矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量－永久煤柱损失井田内需要留设永久煤柱的有：村庄、铁路、井田境界、断层，井田中部的河流保护煤柱并入开拓巷道及工业场地的开采保护煤柱范围内，在储量计算表中不再出现。地面建(构)筑物的保护煤柱围护带宽度按其保护等级留设；松散层及基岩厚度参照邻近钻孔的资料确定，松散层的移动角取45°，基岩移动角走向取73°，上山取73°，下山取73°-0.6α。永久煤柱留设参数如下：井田境界30.0m煤柱，大巷两侧各留设85.0m煤柱。因本区根据阳泉地区的普遍地质特征，无陷落柱不考虑留设保安煤柱，建议矿方在实际生产中加强生产地质工作，如需留设煤柱时，矿方应根据实际情况自行留设。经计算，矿井设计资源/储量为9025万t2．矿井设计可采资源/储量计算矿井留设的开采保护煤柱有：矿井工业场地、井筒及开拓大巷保护煤柱，大巷间煤柱及大巷两侧煤柱均按85m宽留设。矿井工业场地及井筒保护煤柱是在其边线外留出保护等级围护带宽度，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。矿井设计可采资源/储量按下式计算：ZK=(Zs-P)·C式中：ZK——矿井设计可采资源/储量，kt；Zs——矿井设计资源/储量，kt；P——开采煤柱损失，kt；C——采区回采率，15号煤层为厚煤层，采区回采率取75％。经计算，矿井设计可采资源/储量为5735.4万t，15号煤层5735.4万t，详见表2-2-4。表2-2-4矿井设计可采资源/储量计算表单位：10kt煤层编号设计储量开采煤柱损失开采损失设计可采资源/储量工业场地大巷小计157709.6721.0239.0960.01974.25735.4第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限第一节矿井工作制度矿井设计年工作日为300d，每天三班作业(其中两班生产，一班准备)，每日净提升时间14h。第二节矿井设计生产能力及服务年限一、设计生产能力根据我公司发展要求建设高产高效矿井，结合矿井实际生产能力、煤层赋存条件、开采技术条件、工作面装备水平、煤炭外运条件和市场需求等因素，综合确定矿井设计生产能力为210Mt/a，三、矿井及水平设计服务年限矿井及水平设计服务年限均按下式计算：T=Z/A·K式中：T——设计服务年限,a；Z——设计可采资源/储量，万t；A——设计生产能力，万t/a；K——资源/储量备用系数。考虑到各煤层均为高级资源/储量，故资源/储量备用系数取1.2。则矿井设计服务年限Tkj=9714.3/(210×1.2)=38.55(a)矿井15煤层设计服务年限：T15=5735.4/(210×1.2)=22.76(a)矿井以+680m一个水平开发全井田，则+680m水平设计服务年限与矿井设计服务年限相同。第四章井田开拓第一节井田开拓的基本问题矿井采用斜井开拓方式，工业广场范围内布置主斜井、副斜井和回风斜井三条斜井。主斜井斜长471米，净断面4.21×3.505㎡，坡度25°；副斜井斜长425米，净断面4.0×3.25㎡，坡度25°；回风斜井斜长398米，净断面4.2×3.0㎡，坡度30°。主斜井主要提升煤炭及行人，副斜井主要提矸、下料。主、副斜井为进风井，回风斜井为专用回风井。开采水平的布置，集中大巷布置：主斜井落底点680标高，经主斜井清理平巷与西集中轨道巷贯通，副斜井落底点702标高，该水平布置副斜井井底车场，分别经胶带联络巷与西集中胶带巷连通、经井底联络巷与西集中回风巷连通、经上部材料车场于西集中轨道巷连通。三条集中巷平行布置且垂直副斜井井底车场，依次为西集中轨道巷、西集中胶带巷及西集中回风巷，两巷间距40米。井田内15号煤层以副斜井井底车场东南为采区，一采区位于井田西部，采用双翼布置，走向长壁开采；第二节矿井基本巷道一、井筒井筒特征表井筒特征表井筒名称井筒长度/m规格/㎡井筒倾角/°井筒方位井口标高/m主斜井4714.21×3.50525+877副斜井4254.0×3.2525+874回风立井3984.2×4.030+874二、井底车场1、井底车场的形式第五章准备方式——采（盘）区或带区巷道布置第一节煤层的地质特征15#煤顶板多为砂质泥岩，有时有0.20-0.40m的炭质泥岩伪顶。厚17m左右，北部较薄，南部较厚，底板岩性多为砂质泥岩。本次未采取15#煤层顶、底板岩石力学样进行化验，只能根据原李家沟勘探区地质报告中的岩石力学强度试验结果对本矿区15#煤层顶、底岩石工程力学性质进行评述。15#煤层顶板覆岩厚度在280-290m之间，其中松散层类岩石厚度在25m左右，其余为层状沉积，岩性以泥岩、砂质泥岩、砂岩、灰岩互层为主，15#煤层直接顶板为砂质泥岩，本区泥岩的抗压强度在7.80-56.90Mpa，属中硬岩类至硬岩类顶板，直接底板为砂质泥岩，本区抗压强度在29.30-91.70Mpa，属硬岩类底板。主要岩石力学强度试验统计表项目岩石抗压强度(kg/cm2)抗拉强度(kg/cm2)抗剪强度(kg/cm2)30°45°正应力剪应力正应力剪应力粗砂岩394-101030-3416-9528-16448-21248-212中砂岩301-95522-3514-10824-18757-38557-385细砂岩192-11767-4819-9033-15655-24255-242粉砂岩132-7896-3522-5338-12865-19865-198砂质泥岩299-9365-34.329-4650-8084-12684-126铝质泥岩84-5816-30泥岩80-5794-2327-3047-5075-12475-124石灰岩358-137118-62区内工程地质条件较为简单，依据全国工程地质区划，本区属太行山褶断隆起中低山工程地质区。本井田主要可采煤层，顶底板工程地质条件简单。在构造破碎带附近，煤层的顶底板及工程地质条件复杂，将有可能出现冒顶、底鼓等工程地质问题。在井巷接近构造破碎带附近要加强支护或留设足够的保安煤柱，以防出现工程地质问题。综上所述，该井田的工程地质复杂程度为中等型。第二节采（盘）区或带区巷道布置及生产系统1、采区巷道布置表采区巷道名称断面规格㎡形状用途备注西轨道下山5×4拱形进风、运料、排矸西胶带下山5×4拱形进风、运煤、行人西回风下山5×4拱形回风2、采区巷道联络采区巷道分别布置西轨道下山、西胶带下山、西回风下山，两下山间隔40米且平行布置。采区两翼布置工作面，在各个煤层中分别掘进三条煤巷，一是胶带运输顺槽，二是轨道运输顺槽，三是尾巷。在岩巷中布置1条高抽巷。在西轨道下山分别布置联络巷与3条顺槽和1条高抽巷联络，西胶带下山通过溜煤眼与胶带顺槽联络。轨道顺槽服务于工作面回风、运料；胶带顺槽服务于工作面行人、运煤；尾巷用于工作面上隅角排放瓦斯；高抽巷用于在采煤期间采用负压抽放瓦斯。第三节采（盘）区或带区车场选型设计1、采区车场本采区在702水平布置上部材料车场、680水平布置中部车场、531水平布置下部车场，车场铺设30㎏/m对称道岔、渡线道岔，矿车调车采用折返式，配置电瓶车调车，斜坡采用不同功率对调度绞车提升。2、采区硐室1）采区变电所、泵房及水仓一采区变电所、泵房及水仓布置在531水平，服务采区向西部延伸供电、排水等。一采区变电所、泵房及水仓设在轨道下山下部车场，如图5-4-1。2）采区矸石仓表5-2矸石仓容量与采区生产能力的关系采区生产能力，万吨／年3030－4545－6060－100以上采区煤仓容量，吨30－100100－150150－200250以上为实现煤矸分流提高煤质，在本一采区设计中布置矸石仓，因此输送能力强，连续性比矿车运输好，因此采区矸石仓取350吨。煤仓设计结构如图5-4-2。第六章采煤方法第一节采煤工艺方式根据井田开拓布置及15号煤层的基本条件，设计共提出综采放顶煤采煤法和综采一次采全高两种采煤方法进行比较，经比较设计推荐长壁普通综采放顶煤采煤法，其理由如下：（1）回采工作面生产能力大。由于采用的是采放综合的生产工艺，比普通综采多1个出煤点，故容易实现高产高效生产。（2）综采设备投资省。一次采全高采用大采高综采支架，相对综采放顶煤支架吨位重，以本矿井首采面采高计算，选用一次采全高支架重量为18.0t，而放顶煤支架仅15.66t，按目前市场最低价11000元/t估算，仅支架投资就比综采放顶煤支架高283.14万元，而且采煤机价格也相对较高。（3）易管理。由于综采放顶煤采用采放结合工艺，其机采高度为2-2.5m，支架重心低，支架稳定性好，不易出现倒架、支架歪斜等现象，因而较易管理。（4）维修、运输较为方便。由于支架重量相对较轻，利于设备的提升和运输，可节省维修费，设备运输费和设备投资。（5）可提高块炭率。采用放顶煤开采工艺，一般可增加块炭10-14.2％从而大幅度提高了煤炭的平均销售价格和矿井的经济效益，如按210万t/a井型、块炭率增加10％计，平均吨煤块煤比末煤售价高300元计算，每年可增加销售收入14.7亿元。（6）节省电能消耗量。由于占综采放顶煤工作面一半的顶煤基本是利用矿压破煤，依靠自重放煤，一般吨煤可节省电能1.3kwh左右，按矿井生产能力210万t/a计算，每年节省电费136.5万元。（7）本矿15号煤层煤尘无爆炸性危险，且不易自燃，给综采放顶煤开采创造了有利条件。（8）可放性好，由于15号煤层属小-中等硬度煤层，顶板又多为砂质泥岩或粉砂岩，属易冒落顶板，故顶煤的可放性较好，比较容易控制放顶煤的矸石率。（9）虽然综采放顶煤回采率较一次采全高综采低，但通过过渡支架放顶煤、加尾煤回收装置、初放和终放采取措施、提高放煤工放煤技术、减小顺槽煤柱等工艺及措施，完全可以提高其回采率。（10）副斜井利用现混合提升斜井井筒，净高仅2.80m，若15号煤层采用大采高综采工艺一次采全高开采，大采高液压支架运输高度就达2.0-2.5m，加上轨面高度、运输重型平板车高度和安全间隙，井筒无法满足液压支加整体下放的要求，必须刷大副斜井井筒断面，这将给矿井正常生产造成很大影响，而且也相应增加了改扩建投资；若液压支架改由新开凿的主斜井胶带检修轨下井，势必增加主斜井的断面，也相应增加了改扩建的投资。综上所述，设计走向壁式综采放顶煤采煤法。第二节煤层赋存条件XXX煤矿批准开采8、9、12、15号煤层，其中12号煤层在本区内为不可采煤层，8、9号煤层为局部可采煤层，15号煤层为全区稳定可采煤层。8号煤层厚度0.2～1.3m，平均0.9m，9号煤层厚度0.4～1.35m，平均1.0m，鉴于8、9号煤层属局部可采之薄煤层，分布范围极不连续，且位于15号煤层之上，在8、9号煤层中布置大规模回采面来保证矿井的设计生产能力是不现实和不可能的。为提高煤炭资源回收率，杜绝煤炭资源浪费现象，本次设计考虑在回采15号煤层之前，建议矿方根据15号煤层回采工作面布置的位置，利用已有井巷，在矿井改扩建期间，在8号及9号煤层中布置炮采工作面先期对其进行回采，这样可最大程度地回收8、9号煤炭资源，解放下部的15号煤层，为矿井改扩建投产后的高产高效创造必要的条件。以后随着矿井的连续化生产，可逐步回采8号及9号煤层，做到先开采8、9号煤层，后开采15号煤。本次设计依15号煤层的赋存条件来考虑其采煤方法。井田内15号煤层为全区稳定可采之厚煤层，厚度4.35～8.30m，平均6.00m，煤层倾角大部为7°～10°之间，局部地段达18°左右；煤层结构较简单，一般含1～3层夹矸，夹矸厚度变化较在在，一般0.2～0.3m，煤层顶板多为砂质泥岩或粉砂岩，厚3～5m，底板多为泥岩或炭质泥岩，属易管理顶底板；15号煤层硬度一般为f＝1～1.5，属小-中等硬度煤层。据邻近煤矿对顶板矿压测定，采用长壁全部垮落法管理顶板，回采工作面周期来压步距为20m左右，属易～中等冒落顶板。15号煤层煤尘无爆炸危险性，属不易自燃煤层。第三节工作面长度确定一、按通风能力校核工作面长度式中：L—依工作面通风能力确定工作面的最大长度mV—工作面允许的最大风速4m/sB—最小控顶距3.2mM—工作面采高2.6mCf—风流收缩系数0.90-0.95Q—昼夜产一吨煤所需风量0.3m³/minφ—滚筒截深0.8P—煤炭生产率P=m×r×c=4.5×1.4×0.93=5.9t/m3N—循环进刀数L=60×4×3.2×2.6×0.95/（0.3×5×5.9×0.8）=268m＞200m因此按通风能力校核工作面长度选择200米是符合要求的。二、按采煤机能力校核工作面长度采煤机的最大速度为4m/min（6-2）式中：Q—采煤机日生产能力t/天Q=5×0.8×200/cos10×1.4×5=5686t/dK—开机率，即循环率0.8N—日进刀数，5刀B—采煤机截深，0.8mM—采高，2.6mr—煤的容重1.435t/m³C—工作面回采率93%∴L≤5686×0.8/（5×0.8×1.4×0.93）=873m因此按采煤机能力校核工作面长度200米是合理的。三、按刮板输送机能力校验工作面长度（6-3）式中：n—昼夜出煤班数n1—每班运煤时间q—输送机每小时输送能力B—截深N—每天进刀数C—工作面回采率0.93P—煤炭生产率，5.9t/m3∴L≤2×7×1500/（0.8×5×0.93×5.9）=956m因此按刮板输送机能力校验工作面长度也是合理的。通过上述校验，可知工作面长度定在200米是合理的，故在本设计中，确定工作面长度L=200米。第四节采煤机械的选择和回采工艺的确定一、采煤机械的选择《规范》[1]规定，大型矿井应以综合机械化采煤工艺为主，综采是回采工艺的重要发展方向，它具有高产﹑高效﹑安全﹑低耗及劳动条件好，劳动强度小的优点。要实现综采必须配备成套设备[5]，特别是把工作面“三机—采煤机，刮板输送机，液压支架”配套搞好，否则综采生产将无法进行，因此也不能取得好的经济效果。根据设计工作面煤层赋存情况和生产能力选择综采机组设备。1）采煤机：采煤机选用MGTY300/730-1.14D型双滚筒采煤机，它适用于开采倾角≤25°，可采采高2.5—4.3m，并可在有高瓦斯矿井中使用。表6-4-1MGTY300/730-1.14D型双滚筒采煤机采高m普氏系数截深mm牵引速度m/s卧底量mm煤层倾角º功率KW工作电压V2.5-4.32-48000-12.83500-2073011402)工作面刮板输送机：工作面选用SGZ-800/630型前、后刮板输送机。表6-4-2SGZ-800/630型刮板输送机设计长度m出厂长度m运输能力t/h链速m/s电机功率KW工作电压V刮板形式25023012001.152×3151140双中链3）液压支架：工作面选用ZF-4600/17/30型为中间架，ZFG5400-19/32型为端头架。中间架端头架型号：ZF-4600/17/30型号：ZFG-5400/19/32支撑高度：1.7-3.0m支撑高度：1.9-3.2m支撑宽度：1430-1600㎜支撑宽度：1580-1700㎜中心距：1500㎜中心距：1500㎜额定工作阻力：4600KN额定工作阻力：5400KN额定初撑力：3985KN额定初撑力：4034KN支护强度：0.66-0.67MPa支护强度：0.73-0.75MPa对底板比压：0.13-1.54MPa对底板比压：1.85MPa二、配套设备选型工作面的配套设备有转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机。1、转载机（1部）型号：SZZ-800/315电机功率：315KW输送量：1200t/h链速：1.7m/s电压：1140V2、破碎机（1部）型号：PCM200电机功率：200KW破碎能力：2000t/h最大排出粒度：150-300㎜电压：1140V3、皮带机（1部）型号：SSJ-1200/315×2运输能力：1600t/h带宽：1200㎜电机功率：315KW带速3.15m/s4、自移装置（1部）型号：ZY2700推移液压缸最大推力：2×985.9KN推移液压缸最大拉力：2×630.8KN推移液压缸行程：1100㎜调高推移液压缸最大推力：8×384.9KN调高推移液压缸最大拉力：8×139.3KN调高液压缸行程：250㎜三、工作面顶板管理方式及液压支架选型1、工作面顶板管理方式根据确定的综采放顶煤采煤方法，工作面顶板采用全部垮落法管理。2、工作面液压支架选型根据矿方提供的资料及邻近煤矿实测的矿压数据，设计采用“老顶周期来压步距法”计算液压支架工作阻力。PH＝（-3.6＋5.8M＋1.4L2＋3.6Lm）.F式中：PH——预计液压支架设计工作阻力，t/架；M——煤层机采高度，取2.6m；L2——实测老顶周期来压步距，取20m；Lm——控顶距，取4.5m；F——支架支护面积，为5.72m2。则：PH＝（-3.6＋5.8×2.6＋1.4×20＋3.6×4.5）×5.72＝318t/架＝3116kN/架。设计根据上述计算的液压支架工作阻力，结合副斜井井筒断面尺寸，综采放顶煤工作面液压支架初选FY400-14/28型低位插板中型放顶煤液压支架，支撑高度1.4～2.8m，放煤方式为摆动尾梁及低位插板，工作阻力392kN，支架重量15.66t。工作面端头过渡放顶煤支架初步选用ZFG5400-18/32型液压支架，工作阻力5400kN，支护高度1.8～3.2m。工作面超前20m采用DZ25-25/100型单体夜压支柱配HDL-3000型II型钢梁支护。四、采煤工作面采高、采放比及年推进度1、采煤工作面采高井田内15号煤层平均厚度6.00m，依据15号煤层厚度和选定的放顶煤液压支架架形，设计确定采煤机割煤高度2.6m，放顶煤高度3.4m，采放比为1：1.307。2、放煤步距和放煤方式根据设计所要求的工作面单产能力和采煤工作面采煤机的截深，设计确定放煤步距为1.2m，即“两采一放”。根据15号煤层开采时的放煤高度和采高，本着提高资源回收率的宗旨，暂确定工作面采用单轮间隔放煤方式，同时放煤支架以两架为宜。矿井生产时应根据具体条件，对设计确定的放煤步距和放煤方式进一步实验，以确定适合本矿井的合理放煤步距和放煤方式。3、采煤工作面年推进度采煤工作面采用“两采一放”工艺，即采煤机割五刀进0.8×5＝4m，放顶液压支架放一次顶煤，工作面每个循环进两刀半，放一次顶煤，循环进度为2m，日循环次数为2次，则日循环进度为2×2＝4m。采煤工作面年推进度按下式计算：年推进度＝日循环进度×年工作日×循环率＝4×300×0.9＝1080m。五、工作面回采方向回采工作面回采方式为采区内采用前进式开采，工作面采用后退式开采，同一翼相邻工作面间采用跳采。图6-4-1工作面端部斜切进刀(a)起始（b）斜切并移直输送机（c）返向割三角煤(d)开始正常割煤1.综采面双滚筒采煤机2.刮板输送机图6-4-2工作面布置图第五节循环方式的选择及循环图表的编制一、循环方式的选择回采工作面中的循环作业是回采工作面在规定时间内保质，保量，安全的完成“采﹑装﹑运﹑支﹑控”这样一个采煤全过程，综采工作面以移架为标志。1）工作制度工作面采用“三八”工作制，两班采煤，一班检修，采煤机每班割煤2.5刀。2）劳动组织劳动组织采用分段作业方式，这种组织方式采用综合工种，将工作面按长度划分为若干段，每段由一个采煤小组负责，完成该段内所有工作。循环图表的编制1、劳动组织表6-5-1工种一班二班三班（检修）合计班长2226质量验收员1113采煤机司机224支架工448放煤工336清煤工336维修工111517胶带、溜子司机448泵站工1113电工1179端头支护工551222运料工66支柱管理工11队干6合计272745105循环工作图表6-5-23、技术经济指标表6-5-3序号项目单位数量1工作面长度米2002采高米2.63倾角度3～104容重吨/立方米1.45日进度米46日产量吨62007月进度米1208月产量吨189回采工效吨/工5910土木方消耗m³/万t5.011截齿消耗个/万t90第七章井下运输第一节概述序号项目单位西集中胶带下山带式输送机前期后期1运量t/hQ=750Q=7502运输物料原煤原煤3散密谋t/m3γ=0.9γ=0.94带宽mmB=1000B=10005带速m/sV=3.15V=3.156输送机倾角度α=9～16°α=9～16°7输送机水平长度mLh=590Lh=10008输送机提升高度mH=117.577H=182.5139驱动滚筒直径mmD=1000D=100010上分支运行阻力NF1=20478F1=3470911下分支运行阻力NF2=6789F2=1150712物料提升阻力NF3=76285F3=11841613总园周力NP=103552P=16463214驱动方式单滚筒双电机双滚筒三电机15最大张力(S1)N14993522757316胶带(钢绳芯)MT668-97宽度mm10001000带强N/mm2000200017电动机型号YB400M2YB400M2功率kW2×280kW3×280kW电压kV10.010.018减速机型号M3PSF70(SEW)3台速比i25253台19可变充液型液力偶合器型号21KPT21KPT3台转速r/min1500150020液压绞车拉紧装置型号YZL-150YZL-150功率kWN=15kWN=15kW21安全系数m=13.34m=8.79绞车功率75kW；滚筒直径1200mm；最大牵引力60kN；公称绳速1.0m/s；适用坡度小于12°；最大牵引量20t(含平板车)轨距600mm；轨型30kg/m；最大运距2000m；钢丝绳规格6×19，Ф22mm；绞车体积(长×宽×高)2900×1680×1480mm。第八章矿井提升第一节主井提升主井架空乘人装置：现装有两部斜巷架空乘人装置，分别装设于主斜井、胶带大巷，承担着我矿全部的行人运输工作。主斜井总长480m，倾角25°，安装1台RJHY30-25/521型架空乘人装置。胶带大巷，倾角11°，安装1台RJHY45型架空乘人装置。工人由主斜井乘坐架空乘人装置到达主井底，经轨道大巷中部车场，从1号联络巷转乘胶带大巷架空乘人装置到达各工作地点。第二节副井提升主井架空乘人装置：现装有两部斜巷架空乘人装置，分别装设于主斜井、胶带大巷，承担着我矿全部的行人运输工作。主斜井总长480m，倾角25°，安装1台RJHY30-25/521型架空乘人装置。胶带大巷，倾角11°，安装1台RJHY45型架空乘人装置。工人由主斜井乘坐架空乘人装置到达主井底，经轨道大巷中部车场，从1号联络巷转乘胶带大巷架空乘人装置到达各工作地点。副斜井提升机房装备1台2JK-3.5*1.7/30E型双滚筒矿用提升机，采用双钩串车提升方式担负井下设备、材料、矸石的提升任务。井下设备和材料由副斜井入井后，转由轨道大巷材料车场蓄电池电机车(CTY5/6G88)、一部75KW（JYB-50*1.40S）绞车将其运至轨道大巷中部车场，再由轨道大巷中部车场蓄电池电机车、轨道大巷中部车场55KW（JD-4.0）绞车、75KW（JYB-50*1.40S）绞车接力运输至各采掘工作面联络巷。第九章矿井通风及安全技术第一节矿井通风概况一、概况根据山西省煤炭工业厅下发《关于晋中市2010年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》(晋煤瓦发〔2011〕476号)文件，XXX煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为74.39m3/min，相对瓦斯涌出量为28.6m3/t，批复为按突出矿井管理。根据2010年10月21日山西煤矿设备安全技术检测中心煤尘爆炸性与煤层自燃倾向性鉴定结论，XXX煤矿15#煤层无煤尘爆炸性。XXX煤矿15#煤层吸氧量为1.34cm3/g，属Ⅲ级,不易自燃煤层。本井田地温属正常区。二、矿井瓦斯涌出量预测计算根据地质报告提供的资料，设计按15号煤层最大瓦斯含量进行预测计算。1、回采工作面瓦斯涌出量（1）回采工作面瓦斯涌出量q1＝K1.K2.K3.M/m.（Wo-Wc）式中：q1——开采层瓦斯涌出量，m3/t；K1——围岩瓦斯涌出系数，取1.30；K2——丢煤瓦斯涌出系数，K2＝1C′＝1/0.875＝1.156；C′——工作面煤炭回采率，（2.6×0.95＋3.4×0.8）/4.96＝86.50％；K3——准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，K3＝（L-2h）/L；L——回采工作面长度200m；h——掘进巷道瓦斯预排等值宽度，对于无烟煤h＝（13.85×0.0183×200）/（1＋0.0183×200）＝10.87m，经计算K3＝（200-2×10.87）/200＝0.8913；M——煤层厚度，6.00-2×0.3/2＝5.70m；m——煤层开采厚度，6.00m；Wo——煤层原始瓦斯含量，m3/t。Wo＝W.（100-Ad-Mad）/100＝19.11×（100-20.10-1.33）/100＝15.01m3/t式中：W——纯煤的瓦斯含量，15.6m3/t.daf；Ad——15号煤原煤灰分，20.10％；Mad——15号煤原煤水分，1.33％；Wc——煤层残存瓦斯含量，查表计算得9.82m3/t则q1＝1.30×1.156×0.8913×（5.7÷6）×（15.01-9.82）＝6.60（m3/t）（2）邻近层瓦斯涌出量q215号煤层上邻近层较薄，间距也比较大，平均75，邻近层瓦斯涌出量，按本煤层的10％计，则邻近层瓦斯涌出量q2＝0.64m3/t（3）回采工作面瓦斯涌出量q回q回＝q1＋q2＝6.40＋0.64＝7.04m3/t2、掘进工作面瓦斯涌出量（1）综掘工作面瓦斯涌出量①掘进巷道煤壁瓦斯涌出量q3Q3＝n.M.V.Qo.[2(L/V)0.5-1]式中：Q3——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；n——煤壁暴露面个数，n＝3；M——掘进巷道断面煤壁计算当量长，（4＋2.4×2）/3＝2.93m；V——平均掘进速度，综掘V＝0.007m/minL——掘进巷道长度，1400m；Q0——掘进煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2.min；Q0＝0.026（0.0004Vdaf2＋0.16）Wo＝0.026×（0.0004×8.832＋0.16）×15.01＝0.0746（m3/m2.min）式中：Vdaf——15号煤层原煤挥发份含量，8.83％；则q3＝3×2.93×0.007×0.0746×（2×1400÷0.007）0.5-1）＝4.10m3/min②掘进工作面落煤瓦斯涌出量q4q4＝S.γ.V.（Wo-Wc）式中：S——掘进巷道断面，9.80m2；γ——15号煤的视密度1.40t/m3。则q4＝9.80×1.40×0.007×（15.01-9.82）＝0.50（m3/min）③综掘工作面瓦斯涌出量Q综掘＝q3+q4＝4.10+0.50=4.60（m3/min）（2）普掘工作面瓦斯涌出量采用上述相同方法，普掘工作面平均掘进速度按0.0035m/min考虑，掘进巷道长度按200m考虑，计算得普掘工作面瓦斯涌出量为1.34。3、采区瓦斯涌出量q采q采＝K采.（∑q回i.Ai＋1440∑q掘）/Ao式中：K采——采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.20；Ai.q回i——第i个回采工作面设计日产量及相对瓦斯涌出量，t，m3/t；q掘I——第i个掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；Ao——采区内平均日产量，t。设计以一个采区、一个大型综采放顶煤工作面、4个综掘面、1个普掘面保证矿井210万t/a的设计生产能力和正常生产接替。则q采＝1.20×（7.04×2100000×0.9÷300＋1440×4.60＋1440×1.34）÷3000＝17.64(m3/t)4、矿井瓦斯涌出量q矿q矿＝K′∑q采i.Aoi/∑Aoi式中：K′——已采区采空区瓦斯涌出系数，取1.8；则q矿＝1.8×1×17.64×3000/3000＝31.75(m3/t)经上述计算可知，矿井生产能力达到210万t/a时，矿井瓦斯相对涌出量最大为31.75m3/t。第二节矿井通风一、通风方式及通风系统依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井初期采用中央并列式通风系统，主斜井、副斜井进风，回风斜井回风。三个井筒均位于矿井工业场地内，均服务于全井田，服务年限均为13a。矿井采用机械抽出式通风方式。二、掘进通风及硐室通风矿井达到设计生产能力时，共配备两个煤巷掘进工作面（4个综掘面，1个普掘面），均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供给。矿井井下爆破材料库采用独立通风，其余硐室均利用主扇风机负压通风。三、矿井风量、风压及等积孔计算1、矿井风量根据《煤矿安全规程》第103条规定，矿井总进风量计算如下：（1）按井下同时工作的最多人数计算Q矿进＝4.N.K矿通式中：N——井下同时工作的最多人数，182人；K矿通——矿井通风系数，取1.25。则Q矿进＝4×182×1.25＝9103m3/min＝16（m3/s）（2）按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算Q矿进＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）×K矿通式中：∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s；∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/s；∑Q其它——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s。①采煤实际需要风量计算以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1％为标准，且应低于最高风速4m/s。Q采＝100.q′回.K采通式中：K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.40；q′回——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。q′回＝7.04×2100000×0.9÷300÷24÷60＝30.8（m3/min）则Q采＝100×30.8×1.2＝3696m3/min＝61.6（m3/s），取62m3/s。井下共布置一个中型综采放顶煤工作面，则∑Q采＝62m3/s。②掘进实际需要风量计算Q掘＝100.q掘.K矿通式中：K矿通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，综掘取1.3，普掘取1.8。则Q综掘＝100×4.60×1.3＝598m3/min＝9.96m3/s，取10m3/s；Q普掘＝100×1.34×1.8＝241m3/min＝4.02m3/s，取5m3/s；∑Q掘＝∑Q综掘+∑Q普掘＝10×4＋5＝45m3/s。③硐室实际需要风量计算井下爆破材料库发放硐室、中央变电所泵房及水仓、采区电所泵房及水仓等硐室需10m3/s；则∑Q硐＝m3/s④其它巷道需要风量的计算根据采区巷道布置形式，矿井其它巷道（含掘进头、准备工作面和后期采区变电所）用风量为30m3/s。⑤矿井总进风量Q矿进＝（62＋45＋10＋30）×1.4＝206m3/s综合（1）、（2）计算结果，矿井总进风量为m3/s，其中主斜井进风量56m3/s，副斜井进风量150m3/s，回风斜井回风量206m3/s。2、风量分配将矿井总进风量发配到井下各用风地点，具体配风量分配如下：综采放顶煤工作面62m3/s；顺槽综掘工作面40m3/s；大巷普掘工作面5m3/s；其它（含准备工作面及采区变电所）30m3/s。3、矿井通风负压计算h＝∑α.L.P.Q2/S3＋h局式中：h——矿井通风总阻力，mmH2O；α——井巷摩擦阻力系数，kg.s2/m4；L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；S——井巷净断面面积，m2；Q——通过井巷的风量，m3/s；h局——局部阻力，h局＝15％.h，mmH2O。经计算，在回风斜井服务年限内，矿井通风容易时期和困难时期最大负压分别为163.58mmH2O（1603Pa）和280.64mmH2O（2750Pa）。矿井通风容易时期和通风困难时期系统图见图5-2-1、图5-2-2。矿井通风容易时期和通风困难时期负压计算详见表5-2-1、表5-2-2。4、矿井等积孔计算矿井等积孔采用下式计算：A＝0.38Q/h0.5式中：A——等积孔，m2；Q——风量，m3/s；h——风压，mmH2O。经计算，矿井通风容易时期和困难时期等积孔分别为2.82m2和2.15m2，属通风小阻力矿井。四、通风设施、防止漏风和降低风阻措施1、矿井通风设施的设置（1）在主要进、回风巷道之间的联络巷中设置了双道双向木风门，以免风流短路。（2）在独立通风硐室的回风道中和进风、回风巷道的尽头联络巷中设置了调节风门，以控制通风风量。（3）在主要风巷中，均建立测风站，以便正确测定风量。2、防止漏风和降低风阻的措施（1）在开拓巷道的进、回风巷道间，留有40m宽的隔离煤柱，防止了裂隙处漏风；回采工作面上、下隅角密布风帘，有效阻止了采空区漏风；通风设施受动影响后及时修复，减小通风构筑物处漏风。（2）回风斜井风硐等地面建筑需严实，经常检修，以防漏风。（3）各进、咽风联络巷中的风门、调节风门等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。（4）尽量减少局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿井。（5）适当加大了井巷净断面积，优化了井巷支护形式，尽量减少了主要通风巷道的断面变化及弯道。第三节灾害预防及安全装备一、矿井灾害防治措施（一）防治瓦斯爆炸措施1、矿井瓦斯涌出量相对较大，为使瓦斯灾害防患于未然，设计对采、掘工作面均实行独立通风，配备了与井型相协调的通风安全设备器材；装备了KJ70型安全生产监测监控系统；各用风地点均配有足够风量和适宜风速，以冲淡和排除井下涌出的瓦斯。2、在实际生产过程中，建议矿方请有关专业部门进一步做瓦斯实测工作，确保矿井安全生产。3、通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法。矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》要求。4、矿井必须建立完善的瓦斯检查制度，所有采掘工作面每班至少应检查3次。5、采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯，特别是回采工作面上隅角等地点应加强检测与处理。不用的巷道及时封闭。6、防止瓦斯引燃：严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。井下设备均选用防爆产品。7、瓦斯安监系统：在采掘工作面以及与其相联接的上下顺槽中设置瓦斯报警仪，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室。在主要工作地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。此外配备个体检测设备。8、防止瓦斯灾害事故扩大：回风斜井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。井下建立完善的隔爆设施。9、井下设置了专用回风巷道。10、瓦斯抽放系统：井田内瓦斯较高，虽然采用通风的方法能够解决矿井瓦斯涌出量问题，但考虑到15号煤层未采区域为一个大的向斜构造（南岭沟向斜），在其轴部可能存在瓦斯富集现象，为了确保矿井安全生产，设计在井下装备一个移动式瓦斯抽放系统，对采煤工作面进行采前预抽放，以确保矿井安全生产。总之，本矿井为高瓦斯矿井，在建设和生产中要对瓦斯引起足够重视，严格执行《煤矿安全规程》之规定，采取一切必要的预防措施，避免灾害事故的发生。（二）降尘及防治煤尘爆炸措施井田内15号煤层煤尘无爆炸危险性。设计本着“保证矿工身体健康，降低职业病发生率，给井下工人创造了一个良好工作环境”的原则，采取了以下防尘、降尘措施。1、采煤工作面配备了煤层注水设备，经预湿煤体，可减少煤尘发生。2、对产尘量大的设备和液压支架放煤口，配置了喷雾洒水装置；对产尘量大的煤炭转载地点配置了自动洒水设施及煤尘罩。3、井底煤仓、输送机和其它煤炭转载地点配备了喷雾洒水装置或设置粉尘预捕集装置，另外配备粉尘采样器、爆炸粉尘浓度遥测装置及粉尘连续监测仪。4、所有运输巷和回风巷中均设置了隔爆水棚，可以阻止煤尘爆炸事故的蔓延。一定要保持喷雾洒水系统的完好性。5、在巷道掘进时，必须采用湿式钻眼、冲刷巷帮、水炮泥、放炮喷雾、装煤洒水和净化风流等综合防尘措施。各掘进工作面配备均配备了“三专两闭锁”装置。6、采掘机械均应安装有效的内外喷雾装置，严禁干式作业。7、定期清扫巷道和进行冲洗煤尘、刷浆工作，以减少巷道中堆积的落尘。8、加强通风管理、控制巷道风速，防止煤尘飞扬。9、井下所有局扇均需安设除尘器。10、采取有效措施防止引燃煤尘，杜绝非生产需要的火源，严格控制生产中可能发生的热源。（三）井下防灭火措施井田内15号煤层为不易自燃煤层，因此，井下火灾主要是外因火灾。根据生产经验，外因火灾发火点多为机电硐室、电缆、胶带输送机、综采设备，以及井下风流畅通的工作地点。按照本矿实际，设计采取了如下措施：1、在南轨道大巷尽头处一侧布置了消防材料库，配备有足够的灭火器材。南轨道大巷在开采一采区时，无运输任务。2、矿井建立有完善的消防洒水系统和消火栓。3、主要井巷和机电硐室全部采用不燃性材料支护。4、在下列地点设置了防火门：主斜井、副斜井井口房及暖风道；井下中央变电所及主排水泵房的通道内；井下爆破材料库通道内等。5、井底车场、井下爆破材料库、机电硐室、胶带输送机巷及采掘工作面附近的巷道中，都配备了灭火器材，供扑灭火灾之用6、井下带式输送机均选用阻燃、抗静电胶带，并满足MT668-97标准要求，胶带机硐室均配备了自动灭火系统。7、及时清理可燃物。井下使用的棉纱头、布块、各类油脂以及巷道内的废坑木应及时清理出井。雷管、炸药材料的运输和保管，应严格执行《煤矿安全规程》的有关规定。8、加强用电管理。井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷而引起火灾。9、加强生产中的安全管理。井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆，生产中应注意冒顶等外力损坏电缆及电气设备。10、加强职工教育，要使全体职工从思想上高度重视防火的重要性，自觉执行各项有关规定。（四）防治井下水措施1、矿井水井田内各含水层富水性均较弱，其间均有良好的隔水层阻隔，在无导水构造沟通的情况下，各含水层间一般无水力联系。但各含水层接受补给条件较好，随着开采深度的加大，由于隐伏断裂和陷落柱的构造影响，含水层、导水性会增强，矿井涌水量增大，对矿井生产将造成一定的影响。针对矿井水的特点，设计对其采取了以下防治措施：（1）在开采过程中，一旦遇有地质构造或水文地质条件异常，一定要查清原因，以防含水层水通过断裂构造陷落柱向矿井突水。（2）采、掘工作面必须坚持“有疑必探，先探后掘（采）“的原则。当掘进巷道穿越断裂构造时，先留设煤柱，然后打勘探孔，若钻孔无水时，放小炮通过（或绕行）；若水压、水量较大时，灵活地选择预注浆堵水、疏水降压、排放水等措施通过。（3）在主斜井井底设置了主排水泵房和井底水仓，水仓有效容量1250m3。在主排水泵房和中央变电所有通路内均设置了密闭门。（4）建议对全井田进行高分辨