矿采工程xx煤矿0.9mta新井设计-大学毕设论文

中国矿业大学采矿工程专业毕业设计说明书中国矿业大学采矿工程专业2014届毕业设计说明书2m3/s，取120m3/s。综上所述，设计确定矿井初期总风量为80m3/s，后期总风量为120m3/s。投产时，按井下各工作用风地点进行分配，余者风量为漏风和其它风量，各使用地点用风量详见下表：矿井初期风量分配表用风类别用风地点配风量(m3/s)采煤回采工作面16准备工作面8小计24掘进综掘工作面（2个）12×2小计24硐室爆炸材料发放硐室4小计4其它其它地点3矿井后期风量分配表用风类别用风地点配风量(m3/s)采煤回采工作面16×2准备工作面8×2小计48掘进综掘工作面（2个）12×2普掘工作面8小计42硐室爆炸材料发放硐室4小计4其它其它地点3各井筒风量详见下表：各井筒风量分配表（初期）名称倾角(°）断面（m2)风速(m/s)通风量(m3/s)主斜井3～10°17.323.1840副斜井18°15.674.7140回风立井90°19.827.5580各井筒风量分配表（后期）名称倾角(°）断面（m2)风速(m/s)通风量(m3/s)主斜井3～10°17.323.1855副斜井18°15.674.7165回风立井90°19.827.551203、矿井通风负压本矿井通风阻力包括井巷摩擦阻力、井巷局部阻力2部分。3.1井巷摩擦阻力井巷摩擦阻力按下式计算：式中：hm——井巷摩擦阻力，Pa；α——井巷摩擦阻力系数；P——井巷净周长，m；L——井巷长度，m；S——井巷净断面积，m2；Q——井巷中通过的风量，m3/s。3.2井巷局部阻力井巷局部通风阻力取摩擦阻力的15%。3.3矿井通风总阻力矿井通风总阻力为井巷摩擦阻力、局部阻力之和，即h通＝h摩＋h局式中：h通——总通风阻力，Pa；h摩——摩擦阻力，Pa；h局——局部阻力，Pa。通过对通风不同时期网络解算，回风立井服务范围内通风容易时期通风摩擦阻力计算结果为340Pa(见表6.2-5)，困难时期通风摩擦阻力1664Pa(见表6.2-6)。4、等积孔4.1通风等积孔式中：A——通风等积孔，m2；Q——总风量，m3/s；h——通风总阻力，Pa。4.2矿井通风阻力等级评价经计算，矿井容易和困难时期通风等积孔均大于2m2，矿井按设计方式及参数运行，矿井为小阻力通风矿井。矿井通风难易程度详见下表。矿井通风难易程度表容易时期困难时期等积孔(m2)通风阻力等级通风难易程度等积孔(m2)通风阻力等级通风难易程度5.16小阻力矿井通风容易3.50小阻力矿井通风容易5、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施5.1通风设施为了使矿井通风系统稳定可靠，保证风流按拟定路线流动，根据开拓布置和井下用风的要求，在必要地点设置风门、调节风门、风墙、风帘、风桥等通风构筑物和设施，并要加强管理和维护，以确保矿井安全生产。5.1.1风门为铁皮制风门。设在进、回风巷之间，用于隔断风流和便于行人、检修等，在采区主要风路之间安设风门用于反风，当工作面需要进行反风时将其关闭，并相应打开有关常闭风门。5.1.2调节风门木或铁制，用于调节通过巷道的风流大小，安设在独立通风硐室的回风通道、大巷、工作面顺槽等需要调节风流的巷道中。5.1.3风墙及密闭分为永久风墙和临时风墙两种，用于隔绝风流。永久风墙（密闭）用实心混凝土块或砖块砌成，砂浆抹缝，中间充填黄土或其它非可燃无毒密封材料，在进风一侧墙面抹砂浆。永久风墙主要设在不允许风流通过，也不需要行人、行车的进、回风大巷之间的横贯中；密闭墙设在进回风巷与采空区和废弃的巷道之间，重点密闭需安设可关闭的检查孔。临时风墙用空心混凝土块或砖块砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风流巷一侧墙面抹砂浆，也可用钢筋骨架塑料苯板喷化学凝胶制成，主要设在综采工作面进风和回风顺槽之间的横贯和掘进工作面巷道中。若风墙中部去掉混凝土块，安上门，其构筑物称为人行门，人行门向进风侧开启。5.1.4风桥主要用于进、回风巷相交处，使回风巷从进风巷上方通过形成风桥，风桥上方巷道采用锚喷支护，下方巷道侧墙为混凝土浇筑，顶部为配有工字钢梁的混凝土板，为防止漏风，在混凝土板上方填筑0.5～1.0m厚的黄土。对于服务时间不长，上方巷道仅作回风使用的风桥，其下方的巷道两壁可用空心混凝土块砌成，壁面抹砂浆，顶部覆盖经防腐处理后的波纹板，以保证不漏风。如均为进风的胶带和辅助运输巷相交，则可设置运输立交，当胶带顺槽穿越辅助运输大巷时，为节省工程量，可采用可移动拼装式钢结构立交。5．风帘采用不燃性材料制作，用于疏导风流，主要设在与掘进工作面有关的巷道中。5.2防止漏风和降低风阻的措施5.2.1对不允许风流通过，也不需要行人、行车的进、回风巷道之间的联络巷道，要设置永久挡风墙。5.2.2对采空区及废弃巷道要及时封闭，并应经常检查密闭效果。5.2.3在行人或行车而又不允许风流通过的巷道中，应设置风门，为避免风门开启时风流短路，每组风门应设置两道风门，并安设风门联动装置，禁止同时打开。主要进回风巷之间的风门需安装遥控和集中监控装置。5.2.4为防止矿井在反风时风流短路，在主要风路之间的风门应增设二道反风风门。5.2.5主要进、回风巷道，砌壁或锚喷表面应尽量平整光滑，并保持巷道整洁，不乱堆放杂物，以降低巷道风阻和减少局部阻力。5.2.6对于损坏或变形较大的巷道要及时修复，清除堵塞巷道，以保证通过的有效风量和减少通风阻力。5.2.7通风设施要完备，对于不合格的地方要及时修补更换，以防风流短路等不良后果发生。5.2.8设置专职人员对矿井通风系统和通风设施按时进行检查和维修。5.2.9建立完整的通风系统管理制度。第二节灾害预防及安全装备一、预防瓦斯措施从矿井瓦斯涌出量预计和邻近生产煤矿的实际瓦斯涌出情况，本矿井属低瓦斯矿井。但瓦斯的赋存受地质因素和地质条件影响较大，因此瓦斯赋存常有不均衡性，在开采过程中必须引起重视，采取行之有效的预防瓦斯灾害措施。1.配备专职瓦斯检测人员，定时定点巡回检测；并在作业场所和主要风道口设瓦斯检测牌板。2.瓦斯检测人员配备有瓦斯检定器，随时测定。井下工作面配置有瓦斯指示警报器仪。3.建立瓦斯监测监控系统，对采、掘工作面回风巷、主要机电设备硐室及其它必要地点的瓦斯浓度进行集中监测，对瓦斯浓度超限地点设置自动断电报警。4.采、掘工作面和瓦斯易增高处，设置瓦斯断电仪。5.放炮时必须测定瓦斯，不超限时才能放炮。放炮时严格执行“一炮三检”制度。6.加强通风管理，保证所有作业场所有足够需要的风量。7.废弃的巷道和盲巷要及时密闭，并挂牌说明，并计录在档案中。二、预防煤尘措施本矿井煤尘具有爆炸性危险性，在生产中应采取有效措施降低煤尘飞扬，防止煤尘爆炸。1.将煤尘消灭在尘源地点，防止飞扬和进入风流中。2.设立完善的井下洒水降尘系统，对各运输机转载点和其它可能产生煤尘的地点进行洒水降尘。对易积聚煤尘的巷道定期用水冲洗或人工清扫煤尘。3.按《煤矿安全规程》规定设置隔爆水棚，以隔离相邻工作面和需要隔离的地点，根据本矿井的开拓部署，主要隔爆水棚应设置于贯通井筒的集中大巷、相邻的2号煤和9+10+11号煤之间的运输和回风巷中；辅助隔爆水棚应设置于采煤工作面进风巷和回风巷中以及独立通风、有煤尘爆炸危险的其他巷道和煤巷或半煤巷的掘进巷道中。4.炮掘工作面采用湿式电钻凿眼，炮眼充填水炮泥，掘进工作面中都配有湿式除尘风机，采煤机采用内外喷雾洒水。5.采掘面配备煤尘检测仪器，定期测定井下主要作业处风流中的粉尘浓度，超限时立即处理。6.严格按《煤矿安全规程》规定选用电气设备，防止电火花引燃或引爆瓦斯、煤尘。7.井下发生内、外因火灾，现场人员必须采取一切措施扑灭，防止因火灾引燃、引爆瓦斯、煤尘，同时报矿调度室。8.井下各用风地点供给需要的风量，防止煤尘飞扬。9.回采工作面采用煤层注水防尘措施。三、预防井下火灾的措施和工艺根据地质报告，矿井9+10+11号煤层属于自燃煤层，在开采中应采取以下措施：1.采煤工作面采用后退式开采，应尽量加快回采速度，在开采自燃煤层时，依据煤层自燃发火期及推进度确定工作面走向长度，缩短采空区暴露时间，减小采空区自燃危险性。2.完善的通风系统及通风建筑设施，回采完的工作面要及时设置密闭。3.按《煤矿安全规程》的规定，结合目前国内防灭火发展状况，设计采用注浆、喷阻化剂综合防灭火措施。对所有大巷，全部采用锚网喷支护。井上下设置了消防系统，消防管路全部敷设到相关的巷道及硐室。在井下设有消防材料库。井上、下建立相应的防灭火系统和安全监测、监控系统。四、顶板管理1.作为工作面安全出口的胶带顺槽和回风顺槽，在距工作面20m范围内必须采用支架加强支护，确保工作面安全出口畅通无阻，便于工作面发生事故时井下人员的安全撤离。2.回采工作面配备圆图压力记录仪、顶板下沉速度报警仪、测枪等矿山压力观测设备。3.根据《煤矿安全规程》煤层平均厚度小于4m的严禁采用放顶煤开采，本矿井煤层的平均厚度为5.14m（大于4m）。4.合理进行支架（柱）选型和支护设计，设计选用反向四连杆机构四柱支撑掩护式低位放顶煤支架确保工作面支护强度和有效控制围岩。5.根据煤壁特点，采用必要预防煤壁片帮、架前冒落的措施6.综放工作面两端必须使用端头支架支护。7.由于9+10+11号煤层顶板多为石灰岩和泥岩，因此在开采过程中，顶板不能及时充分的夸落，造成支撑压力较高，同时在开采强度较大的情况下，易造成大面积的悬顶危险，即存在冲击矿压的危险。据此，设计采取以下方面的顶板管理方法：eq\o\ac(○,1)振动卸压爆破法：在采面及上下两巷采用振动爆破，可释放集聚在煤体和巷道两帮的集中压力，形成卸压破坏区，使压力升高区向煤体深部转移。eq\o\ac(○,2)顶板爆破：将顶板采用短钻孔爆破，在爆破后，在顶板形成条痕。在悬空顶板弯曲下沉时，在条痕形成拉应力而断裂，因此避免了大控顶的冲击来压。eq\o\ac(○,3)钻孔卸压：采用煤体钻孔可以释放煤体中聚集的弹性势能，消除应力升高区。五、预防井下水灾的措施本井田下伏奥灰岩溶地下水位标高（565-595），低于9+10+11号煤层的最低标高（+890m），对本井田2、9+10+11号煤层开采无充水影响。井田内各煤层属底板受构造破坏块段突水性安全区。但也不可大意，在断层附近开采时要特别注意，必须按照“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”原则，采取相应措施，做好探防水工作，防止透水事故发生。需要说明的是，该安全开采标高计算的前提条件是煤层底板完整且具有隔水性，但不能排除在构造(如断层等)部位，因隔水层的破坏而导致底板突水的可能性。本井田2号煤层存在积水区11处，总积水量299394m3，9+10+11号煤层积水区10处，总积水量294558m3，因此井田内的采空区积水对开采2号煤层和9+10+11号煤层均会产生影响。设计针对本矿井的水文地质特点采取如下措施：1.在断层、陷落柱等构造附近留足防水煤岩柱：2.配置完善探水钻机设备，对采空区上部积水先疏排后开采，先探后掘，有疑必探。3.健全完善井下排水系统设施、设备，在副斜井井底设置有足够容量的井底水仓和主排水泵房，在主排水泵房中设有适当数量的水泵，可满足矿井正常和最大(含灾害)涌水时的排水要求，同时设置急排水系统，选用大功率潜水泵。在主排水泵房和中央变电所的通道内设置有密闭门，可保证矿井突水时主排水泵正常工作。4.加强预测预报。采用钻探方法、浅层地震仪，经常探测道水裂隙带的导升高度、隔水层含水性、隔水层厚度变化等。5.巷道跨越地表沟谷时，应采取不与地表沟通的措施，地表深沟谷下留设保护煤柱并避免汛期在其周围地带实施开采。6.在有采空区分布地段，矿井涌水量可能增大或造成突水事故，掘进、回采前，应探明采空区分布范围和积水情况，采取探放和防止突水措施。7.在雨季期间，做好地表水的疏导和排放，采取切实可行措施防止井口灌水。六、安全出口和安全设施矿井主斜井、副斜井和回风斜井均作为安全出口，一旦井下发生某种灾害，可根据具体情况，选择最短避灾路线，将人员安全撤出，安全通道必须畅通无阻。为保证人员迅速撤离，必须配有煤矿安全标志牌。设计根据《MT108－85》的规定，在矿井工作面的安全出口路线上，每隔50～100m设自发光安全出口指标牌一块，以确保灾害条件下人员的安全撤离，在井下无固定照明处全部选用定向反光标志牌。煤矿企业必须按照《煤矿安全规程》的要求，为入井人员配备额定防护时间不低于30分钟的自救器。初期利用大巷联络巷布置井下避灾硐室，设压风自救和供水系统；井下避灾硐室距离采掘工作面距离不超过1000m。

第十章经济部分第一节矿井设计概算矿井概算总投资为83268.05万元，其中：井巷工程8946.28万元，土建工程18334.68万元，设备及工器具购置20744.98万元，安装工程7282.57万元，工程建设其他费用11518.68万元，工程预备费4677.90万元，资源价款8458.32万元，建设期贷款利息1903.13万元，铺底流动资金871.70万元。详见下表:总概算表单位：万元序

号生产环节或费用名称概算价值吨煤

投资

（元）占总投

资比重

(%)矿建工程土建工程设备及工

器具购置安装工程其他费用合计一施工准备工程80.0287.68167.701.860.20二井筒981.5842.071023.6511.371.25三井底车场巷道及硐室1183.8240.8836.691261.3914.021.54四主要运输巷道及回风道3252.101063.34184.974500.4150.005.50五采区2884.469419.45733.3613039.17144.8815.93六提升系统142.01730.80203.781076.5911.961.32七排水系统476.38255.69226.01958.0810.651.17八通风系统387.75432.5158.07878.339.761.07九压风系统51.42185.57127.86364.854.050.45十地面生产系统1958.85629.87274.312863.0331.813.50十一安全技术及监控系统171.77897.60272.431341.8014.911.64十二通讯调度及计算机系统933.47183.881117.3512.421.36十三供电系统167.93509.282444.932539.505661.6462.916.92十四地面运输2007.99356.731.022365.7426.292.89十五室外给排水及供热系统2803.181506.55977.345287.0758.756.46十六辅助厂房及仓库1408.84667.58550.782627.2029.193.21十七行政福利设施2130.58706.39480.153317.1236.864.05十八场区设施3655.863655.8640.624.47十九生活福利设施2161.0414.8273.082248.9424.992.75二十环境保护及“三废”处理866.10456.90229.581552.5817.251.90二十一工程建设其他费用11518.6811518.68127.9914.07小计8946.2818334.6820744.987282.5711518.6866827.19742.5281.63二十二工程预备费(7%)4677.904677.9051.985.71二十三资源价款8458.328458.3293.9810.33合计8946.2818334.6820744.987282.5724654.9079963.41888.4897.68二十四工程造价调整预备费总计8946.2818334.6820744.987282.5724654.9079963.41888.4897.68二十五建设投资贷款利息1903.131903.1319.252.32二十六建设项目总造价8946.2818334.6820744.987282.5726558.0381866.54909.63100.00吨煤投资（元）99.40203.72230.5080.92295.09909.63占总投资比重（%）10.9322.4025.348.9032.44100.00二十七铺底流动资金871.70871.709.69建设项目总资金8946.2818334.6820744.987282.5727429.7382738.24919.31二十八可利用原有设施529.81529.81总计9476.0918334.6820744.987282.5727429.7383268.05中国矿业大学采矿工程专业毕业设计说明书中国矿业大学采矿工程专业2014届毕业设计说明书第二节投资效果分析一、成本费用参考邻近类似生产矿井的实际成本费用，结合本矿井的开采技术条件、开拓方式、开采方法、技术装备水平、劳动生产率等实际情况，按照《煤炭建设项目成本费用估算方法》估算矿井成本费用。1．材料费：参照邻近类似生产矿井的实际成本，结合本项目实际情况估算。2．动力费：按矿井吨煤电耗29.05kWh，生产用电单价1.00元/kwh估算。3．职工薪酬（1）职工工资（含奖金、津贴和补贴）：根据拟建工程的实际情况，参照邻近矿井目前实际工资水平，确定本项目人员平均工资80000元/人年。（2）职工福利费：按职工工资的14%计算。（3）五险一金：养老保险费：按职工工资的20%计算。医疗保险费：按职工工资的6%计算。失业保险费：按职工工资的2%计算。工伤保险费：按职工工资的2%计算。生育保险费：按职工工资的1%计算。住房公积金：按职工工资的8%计算。（4）工会经费和职工教育经费：按职工工资的4.5%计算。（5）其他：包括非货币性福利、因解除与职工的劳动关系给予的补偿和其他与获得职工提供的服务相关的支出。按工资的1.5%计算。4．修理费：综采综掘设备按固定资产原值的5%计算，其他设备按固定资产原值的2.5%计算。5．折旧费：按照直线折旧法计算折旧，各类固定资产折旧年限确定如下：土建工程40a，综采综掘设备8a，一般采掘设备10a，其他设备15a。6．维简费：根据财建[2004]119号文件有关规定按8.5元/t计算（含井巷工程费2.5元/t），其中维简费的50％纳入经营成本。7．摊销费：其他资产按10a摊销，无形资产按30a摊销。8．安全费用：参考现有生产矿井，按35元/t计取。9．可持续发展基金：根据关于《关于公布2008年煤炭可持续发展基金征收标准的通知》（晋材煤[2007]8号）的规定，按20元/t计算。10．环境恢复治理保证金：根据晋政发[2007]41号《关于印发山西省矿山环境恢复治理保证金提取使用管理办法（试行）的通知》精神，按10元/t计算。11．转产发展资金：根据晋政发[2007]40号《关于印发山西省煤矿转产发展资金提取使用管理办法（试行）的通知》精神，按5元/t计算。12．其他支出：系指从制造费用和管理、营业、财务费用中扣除各单独列项费用要素后的各种费用。按照有关规定，并参照类似矿井实际支出和本项目实际情况估算。费用构成如下：（1）矿产资源补偿费：按销售收入的1％计算，为5.65元/t。（2）采矿权使用费：按财政部、国土资源部财综字〔1997〕74号文件规定，采矿权使用费按矿区范围面积逐年缴纳，每平方公里每年1000元。据此计算，采矿权使用费为0.017元/t。（3）水资源补偿费：根据晋政办函[2004]19号文，2元/t。（4）其他费用：包括咨询及审计费、诉讼费、排污费、办公费、水费、取暖费、技术开发费、出国人员经费、运输费、仓库经费、坏帐损失、消防费、税金、绿化费、班中餐、上级管理费、汇兑净损失、调剂外汇手续费、金融机构手续费和筹资发生的其他财务费用，以及其他有关费用。参照类似项目实际支出，并结合本项目具体情况估算，为22元/t。19.3.2成本水平XX矿井达产第一年总成本费用为31826万元，单位产品成本353.62元/t；年经营成本为22710万元，单位产品经营成本为252.34元/t。偿清长期贷款后的正常年份总成本费用为27890万元，单位成本309.89元/t。估算的成本水平符合本矿井的实际情况，与类似矿井实际成本水平相当，成本估算水平基本合理。成本费用估算详见下表：单位成本费用估算表单位：元/t序号费用要素达产年偿清借款年1材料费32.0032.002动力29.0529.053职工薪酬96.8196.814修理费9.319.31550%维简费3.003.00650%安全费用17.5017.507煤炭可持续发展基金20.0020.008转产发展资金5.005.009矿山环境恢复治理保证金10.0010.0010其他支出29.6729.67经营成本252.34252.3411折旧费29.5029.5012井巷工程费2.502.501350%维简费3.003.001450%安全费用17.5017.5014摊销费3.623.6215利息支出45.161.42(1)长期借款利息43.73(2)流动资金借款利息1.421.42总计353.62309.89二、主要技术经济指标矿井设计主要技术经济指标见下表：矿井主要技术经济指标表序号名称单位数量备注一人员配置1在籍员工总人数人6852原煤全员效率t/工6.54二项目投资1建设项目总资金万元82738.24(1)井巷工程万元8946.28(2)土建工程万元18334.68(3)设备及工器具购置万元20744.98(4)安装工程万元7282.57(5)工程建设其他费用万元11518.68(6)工程预备费万元4677.90(7)资源价款万元8458.32静态投资合计万元79963.41