煤矿通风与安全毕业设计论文

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××××职业技术学院成人教育学院毕业论文姓名：×××层次：专业班级：通风与安全设计题目：矿井通风与安全指导教师：职称： 2014年11月20日 摘要通风对煤矿的安全设计十分重要。根据××煤矿的实际情况，结合目前安全生产技术，对××煤矿进行了通风设计。根据××煤矿开拓方式和地质构造，选择了合理的通风系统，对采掘工作面及硐室通风，井下通风设施和构筑物等进行设计，分析了矿井通风系统的合理性和可靠性。对水、火、煤尘、瓦斯、顶板等灾害，分析灾害发生的原因，设计具体的灾害预防措施及安全保障措施，以达到防止事故发生或减少事故发生概率，降低事故造成伤害的目的。关键词: 安全　通风设计安全措施 目　　录第1章井田概况及地质特征11.1井田位置及交通11.2矿井气象及地震情况21.2.1气象情况21．3地层与地质构造31.3.1地层31.3.2构造71.4煤层与煤质91.4.1煤层情况91.4.2煤质情况101.5水文地质条件情况221.6矿井瓦斯、煤尘、煤的自然发火倾向情况23第2章矿井储量、生产能力和服务年限252．1矿井储量252．2矿井生产能力确定及服务年限262．2．1矿井生产能力262．2．2矿井服务年限计算26第3章矿井开拓273．1矿井开拓方式27 3.1.2采煤方法确定273.2采煤工艺设计28第4章矿井通风与安全324.1通风方式及通风系统的选择324.2回采工作面的通风324.3矿井风量、负压计算334.4　通风设备35 4.4.1计算矿井通风容易、通风困难时期风量：354.4.2计算扇风机的风量、风压：354.4.3选择扇风机、电动机：354.5矿井通风费用计算354.5.1电费：354.5.2风机设备折旧维修费：354.5.3通风器材购置费、维护费：364.5.4通风人员工资：364.7矿井安全364.7.1矿井瓦斯预防措施364.7.2矿井火灾预防措施374.7.3矿井防治水措施384.7.4矿井防尘措施384.7.5预防顶、底板灾害措施384.7.6矿山救护384.7.7　矿井地质灾害防治394.7.8安全管理制度394.7.9　矿山安全设备装备39结束语41致谢词42参考文献43 第1章 第1章井田概况及地质特征1.1井田位置及交通××煤矿××煤矿位于××市昭阳区15°方向，直距约20km。属昭阳区靖安乡管辖，矿权区长约1.24Km，平均宽约0.80Km，面积0.9950Km2，为××含煤区一小矿。55 图1交通位置示意图55 其地理坐标为：东经：103°49＇45〞～103°50＇32〞北纬：27°36＇01〞～27°36＇38〞煤矿有简易公路与213国道相连，距213国道7公里，距××市区约44km，距内（内江）昆（昆明）铁路××站约47km，交通条件较好,详见交通位置示意图。1.2矿井气象及地震情况1.2.1气象情况区内属高原性气候区，由于高差较大，气候的垂直分带较为明显。河谷地带常年炎热，高海拔地区则常常阴雨绵绵，雾罩期长。据当地气象资料，全年无云晴天较多，年最多日照可达210～220天，而11月至次年的5月为旱季，气候干燥，风沙大；雨季集中5～11月份，占全年降雨量的89﹪以上,年平均降雨量为850～1000mm。11月至次年3月似为霜期，其余月份多为雨雾蒙蒙天气。历年平均气温11.2℃，1月气温最低，月平均气温2℃；7月气温最高，月平均气温19.8℃。极端最高气温35.5℃,最低气温﹣3.7℃。刮风时间较多，一般为2～3级，以西北风为主，东南风次之，其潮湿寒冷气候显示出滇东北高寒山区气候特征。1.2.2地震××地区位于我国地震活动最强的南北向地震带东翼，境内断裂发育，地震活动频繁。根据云南省地震局资料，有历史记载以来××地区发生过多次地震,其中5.0级地震以上有6次。1844年8月在永善的长坪发生过6.5级强烈地震，1917年7月31日在大关县吉利镇发生过6.5级强烈地震；1974年5月10日××地区发生过7.1级强烈地震，云南省永善、大关、盐津、绥江等县和四川省的雷波县受到不同程度的破坏。××地区2003年11月27日曾发生5.1级地震，波及镇雄、威信两县；××地区2003年8月10日下午6时26分，在鲁甸县桃源一带发生5.6级强烈地震，全市十一县区均有震感；2004年8月10日，55 ××市鲁甸县发生5.6级地震，造成鲁甸、昭阳等地受损；2006年7月22日，××市盐津县发生5.1级地震，建筑物损坏较为严重，内昆铁路中断。地震波及××市盐津县大部分乡镇和邻近的大关、彝良、永善等县，周围其他县区也有强烈震感。根据云建抗[1993]第44号，本区抗震设防基本烈度为七度，设计地震高峰加速度值为0.15g。1．3地层与地质构造1.3.1地层区内出露地层由新至老有：新生界第四系（Q）及古生界二叠系上统峨眉山玄武岩组（P2β）；古生界二叠系下统茅口组（P1m）、栖霞组（P1q）、梁山组（P1l）；石炭系中统威宁组（C2Wn）、石炭系下统摆佐组（C1b）、上司+旧司组（C1sh+js）、万寿山组（C1w）、金子沟组（C1j）；泥盆系上统（D3）泥盆系中统曲靖组（D2q）。(详见表2)。表2区域地层表时代地层名称厚度(m)岩性简述Q第四系0-30为坡积物、残积物和冲积物。不整合于以下各地层。P2β峨眉山玄武岩组18-516以暗绿色杏仁状玄武岩为主，夹凝灰岩薄层。与下伏地层呈假整合接触。P1m茅口组112-641为灰、灰白色灰岩夹泥灰岩。与下伏地层呈整合接触。P1q栖霞组76-430为浅灰、灰白色夹白云岩及生物碎屑灰岩。与下伏地层呈整合接触。P1l梁山组2-100为灰黑、黄绿、紫红色泥质粉砂岩、粉砂岩、泥岩夹煤线。与下伏地层呈假整合接触。C2Wn威宁组33-386为灰、灰白色灰岩夹生物碎屑灰岩。与下伏地层呈整合接触。55 C1b摆佐组63-182为灰、灰白色灰岩夹白云岩。与下伏地层呈整合接触。C1sh上司组68-129为灰黑、灰色灰岩，含燧石灰岩、泥岩。与下伏地层呈整合接触。C1js旧司组32-94为灰、灰黑色灰岩、燧石灰岩夹泥岩，与下伏地层呈整合接触。C1w万寿山组35-145为灰黑、褐黄色砂岩、粉砂岩、泥岩夹煤层。与下伏地层呈整合接触。C1j金子沟组41-609为灰白、深灰色灰岩含燧石灰岩及白云岩。与下伏地层呈整合接触。D352-289为灰、深灰色结晶白云岩，灰色灰岩。与下伏地层呈整合接触。D2q曲靖组137-1081为浅灰色白云岩、生物碎屑灰岩夹紫色细砂岩、泥岩。照片3××煤矿区地层剖面示意图55 一、第四系（Q）主要由坡、残积和冲、洪积物等构成，多分布在坡麓、低洼地、沟谷及河床边滩部位。成份为玄武岩碎石、杂色粘土、亚粘土、砂粒等，一般厚0～30m，与下伏各地层呈不整合接触。二、二叠系（P）一）二叠系下统峨眉山玄武岩组（P2β）主要分布在勘探区东部，地形上多形成缓坡地带。火山喷发熔岩，灰绿色、深灰色，风化后呈黄褐～黄绿色，致密、坚硬，气孔状、杏仁状玄武岩。局部含孔雀石，偶见细小长石斑晶。其成份主要由基性斜长石和玻璃质组成，次为绿泥石、方解石等，与下伏地层假整合接触。出露厚度约630m。二）二叠系下统茅口组（P1m）广泛分布于勘探区中部和东南部，地形上呈带状分布，多形成陡岩。常见溶蚀形成的洼地、漏斗等。为一套浅海相碳酸盐沉积，以深灰、灰黑色细晶质厚层状灰岩为主，夹灰白色隐晶中厚层状灰岩及生物碎屑灰岩，局部含较多筵类、珊瑚、腕足类、瓣腮类动物化石：Neoschwagerinasp.，Verbeekinaverbeeki（Geinitz），Yabeinasp.，V.（Armenina）？sp.，Schwagerinasp.，Verbeekinasp.，Chusenlla？sp.等。与下伏地层呈整合接触；厚度242.13～371.25m，平均厚度287.67m。三）二叠系下统栖霞组（P1q）分布于勘探区中部和东南部，地形上呈带状分布，多形成陡岩。为浅海相碳酸盐沉积，以灰、灰白色隐晶～细晶质厚层状灰岩为主，夹生物碎屑灰岩和少量白云岩、钙质白云岩、假鲕状灰岩薄层，显水平层理。局部灰岩具白云岩化，显虎斑状构造，局部含燧石结核；上部含筵类、珊瑚、苔癣等化石。底部夹灰白色薄～中厚层状粉砂岩。含蜓：Misellinasp.，Nankinellacf.inflata,Staffellasp.,Pisolinasp.；珊瑚:Protomicheliniasp.,Wentzelellasp.,Yatsengiasp.；腕足类:Dictyoclostussp.,Linoproductussp.；瓣鳃类：Auiculopectensp.；苔藓类：Pseudobatostomellasp.等化石。与下伏地层呈整合接触，厚196.69～233.62m，平均厚度209.65m。四）二叠系下统梁山组（P1l）55 主要分布于勘探区西部，地形上呈带状分布，由于抗风化能力弱，地表多形成缓平台。为陆相沉积，以浅灰、紫红色泥岩、粉砂岩、细砂岩为主，下部为紫红色薄～中厚层状粉砂岩、泥岩夹泥质灰岩，粉砂中含少量的钙质结核；上部为浅灰色薄～中厚层状粉砂岩、泥岩及煤线，并含黄铁矿结核及植物化石Lepidodendron。勘探区北部局部地段见厚约2m左右的菱铁矿层。与下伏地层呈假整合接触。该组地层厚9.48～38.53m，平均厚度28.77m。三、石炭系（C）一）石炭系中统威宁组（C2wn）主要分布于勘探区西部，地形上呈带状分布，多形成陡岩。为一套浅海相碳酸盐沉积，为灰、灰白色厚层状细晶～粗晶质灰岩、白云岩(见图版：照片3-1-5)夹生物碎屑灰岩、块状微粒灰岩薄层，底部含少量燧石团块。含珊瑚LithosthotionanellatingiChi，Carinophyllumsp.；蜓Staffellasp.，Profusulinellarhoboisdes(LeeetChen)，P.sp化石。与下伏地层呈整合接触；该组地层厚47.12～65.89m，平均厚度59.51m。二）石炭系下统摆佐组（C1b）主要分布于勘探区西部，地形上呈带状分布，多形成陡坎。为海相碳酸盐沉积。下部为灰白色带肉红色厚层状隐晶质块状钙质灰岩夹黄绿色泥岩薄层(见图版：照片3-1-6)；中部灰白色中厚层状灰岩及紫红色粗晶钙质白云岩；上部灰白色厚层状生物碎屑灰岩、白云岩。含白色燧石团块，局部见假鲕状构造，含珊瑚:Caniniasp.，Syringoporasp.；蜓Eostaffellasp.，Millerellasp.,腕足类：Linoproduclussp.化石。与下伏地层呈整合接触；地层厚77.92～165.79m，平均厚度146.80m。三）石炭系下统上司、旧司组（C1sh+js）主要分布于勘探区西部，地形上多形成斜坡地带。为浅海相碳酸盐沉积。下部为灰黑色中～厚层状隐晶质生物碎屑灰岩夹黑色燧石薄层及黄色钙质页岩薄层，中部为灰色厚层状细晶生物碎屑灰岩夹灰色泥岩薄层；上部为灰黑色中厚层状粗晶质鲕状灰岩，夹黄色钙质砂岩薄层。含蜓Eostaffellasp.，珊瑚:Palaeosmiliacf.sororia(reed)，Syringoporasp.；Arachnolasmasp.；Millerellasp.，腕足类：Pugiliscf.humanesis（Ozaki）化石。与下伏地层呈整合接触；地层厚87.39～106.98m，平均厚度92.19m。四）石炭系下统万寿山组（C1w）55 为勘探区内主要含煤地层，地形上呈带状分布，由于抗风化能力弱，多形成缓平台。主要为灰色、灰黑色、深灰色薄～中厚层状泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩、钙质粉砂岩、炭质泥岩及煤组成。局部含蜓Eostaffellasp.，珊瑚:Palaeosmiliacf.sororia(reed)，Syringoporasp.；Arachnolasmasp.；Millerellasp，腕足类：Pugiliscf.humanesis（Ozaki）化石。由南向北地层有变薄现象。含煤3～8层，其中可采煤层1层，一般厚约2m，可采煤层赋存于下部。与下伏地层整合接触；地层厚36.80～47.17m，平均厚度42.80m。五）石炭系下统金子沟组（C1j）分布于勘探区西部，下部深灰、灰白色厚层状灰岩及块状含燧石钙质白云岩，含燧石结核；上部灰、灰白色薄层灰岩夹白云岩，产珊瑚：Sgringoporacf.gracilisKeyserling；腕足类:Camarotoechiacf.xuanchengensisChing等化石。与下伏地层假整合接触；地层厚22.2～33.02m，平均厚度27.61m。四、泥盆系（D）泥盆系上统（D3）分布于勘探区西部，出露不全。为浅海、海湾相沉积，下部为黑灰色厚层状粗晶质白云岩、灰色中厚层状灰岩夹黄色泥岩、灰黑色中粒中厚层状白云岩。中部深灰色厚层白云岩、灰黑色中厚层状粗晶白云岩；上部灰色、灰白色中厚层状白云质灰岩，夹薄层状灰岩及灰黑色硅质岩。产腕足类:Yunnanellasp.，Camarotoechiasublivoniforms，Productella.sp.，Chsikua-ngshanensisvar.bifurcata；珊瑚：Disphy-llumirrYoh，D.cf.longiseptatumYoh，Pexiphyllum；瓣鳃类：Posidonia?Sp化石。与下伏地层整合接触。1.3.2构造本区构造位于川滇南北向构造带北段东缘与滇东北北东向构造带的交接部位，大地构造单元属扬子准地台（一级）滇东台褶带（二级）滇东北台褶束（三级）。主要构造格架为燕山期运动的产物，以南北向构造、北东向构造最为明显，二者以明显的联合、复合关系交织在一起。构造总体以北东向展布为主，北西南东向展布次之。构造形式主要表现为断裂和褶皱，详见区域构造示意图（图4）。55 现将与矿区相关的构造简述如下：五寨向斜：自唐家沟起往北东经五寨至老君山北。该向斜两翼出露不对称，南东翼被新寨子断裂所切，北西翼保存完好。地层走向北东，倾角较平缓，为10°～15°，中段变陡，为35°～50°，南西段被上第三系及第四系不整合覆盖。枢扭起伏不大，轴线方向为北东向，为一舒缓开阔的向斜，××煤矿位于五寨向斜的北西翼。矿区位于五寨向斜的北西翼，地层走向为北东向，倾向东南（80～135°），倾角14°～36°之间，一般为25°。为一单斜构造。含煤地层沿走向和倾向有一定起伏变化，形成次级小褶曲。在矿井中未发现大的断层，仅见落差小于10m的正断层1条（见照片8），对煤矿开采影响不大。地表共发现落差15m以上断层355 条，详见断层特征一览表（表3－2－1）。各断层特征简述如下：表5××煤矿断层特征一览表断层编号断层性质延伸长度(km)产状（度）两盘接触关系(上盘/下盘)对采煤影响程度控制程度倾向(°)倾角(°)落差(m)有效控制结论F1正断层＞2.5030-6070-75＞50上盘P1m、P2β与下盘P1m、P1I+q直接接触对深部煤层开采影响较大地面12个点基本查明F2逆断层＞0.701806520下盘P1q与上盘C2wn直接接触对深部煤层开采影响不大地面8个点基本查明F3正断层0.452206015上盘C1j与下盘C1w直接接触对浅部部煤层开采有影响地面3个点，井下1个点查明f1正断层0.209570<10对煤层开采影响不大井下1个点基本查明F1正断层：该断层位于矿区北东部，由北部进入矿区范围内，经长湾、山坪子向南东延伸出图幅，该断层造成P2β/P1m等地质界线在地面上不连续，地层明显位移。由于断层在地表处于沟谷地带，沿断层带岩层破碎，坡积物覆盖较厚，很难见到断层面，仅根据附近的岩层露头判断地层的重复和缺失确定断层位置。该断层走向北西，长约3000m，倾向北东（55 30～60°），倾角70～75°，落差大于50m。切割煤层，对深部煤层开采影响较大。Ｆ2逆断层：地表位于矿区中部白泥湾，倾向南，倾角65°。该断层下盘为P1q灰白色白云质灰岩；上盘为P2l杂色泥岩、粉砂岩、细粒砂岩；C2wn灰白色厚层状灰岩及白云岩。规模较小，走向长度约700m，落差约20m，对深部煤层开采影响不大。Ｆ3正断层：位于矿区中部，该断层上盘C1j浅灰色至灰白色厚层状灰岩，下盘为C1w灰、深灰色泥岩、粉砂岩、灰白色灰岩，地层明显位移。断层走向近北西向，长约450m，倾向南西，倾角约60m，落差小于20m，在煤巷2135m见控制点观测，对浅部煤层开采有直接影响。以上断层，对本区煤层都有不同程度的影响。控制本区构造的断层主要为北西向的F1正断层。由于区内植被及坡积物覆盖，加之断层带附近坡积物较厚，部分地段很难见到断层面，但根据附近的岩层露头判断地层的重复和缺失，确定断层位置，性质基本可靠。综上所述，××煤矿总体为一单斜构造，含煤地层沿走向和倾向有一定变化，地表断层不发育，井下偶见小断层，对煤层有一定破坏，地质构造复杂程度属中等偏简单类型。1.4煤层与煤质1.4.1煤层情况××煤矿矿区内含煤地层为石炭系下统万寿山组（C1w），出露于矿区的西部陡坎地带，地层平均厚42.80m，主要为灰色、灰黑色、深灰色泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩、钙质粉砂岩、炭质泥岩及煤组成。共含煤3～8层，编号煤层共5层，由上而下分别编号为C1、C2、C3、C4、C5煤层。煤层总厚一般为3.20m，含煤系数为7.47%。含可采煤层1层，即C4煤层，煤厚1.26～2.50m，平均厚度为1.67m，含可采煤层系数为3.90%；煤层结构较简单，局部含1～2层灰色泥岩夹矸，厚0.06～0.40m。在小窑中可见呈透镜状出现；煤层厚度变化不大，全区可采，属稳定煤层。局部可采煤层共1层，即C5煤层，结构较简单，煤层厚度变化大，无明显规律，仅在矿区外围×××煤矿55 见个别可采点，属不稳定煤层。其余均为不可采的薄煤层或煤线，为极不稳定煤层。主要可采煤层（C4煤层）位于万寿山组（C1w）下部，煤层厚1.26～2.50m，平均厚1.67m，矿区南部及北部见煤点多为单一煤层，矿区中部含1～2层厚0.06～0.40m的夹矸，夹矸为灰色泥岩，结构为0.75〈0.30〉0.50〈0.20〉0.80m。C4煤层上距C3煤层4.40～9.15m，下距C5煤层0.36～3.15m。煤层顶板为灰黑色泥岩，含较多黄铁矿结核，局部含菱铁质泥岩薄层及透镜体。矿区中部见1～2层不稳定泥岩夹矸。总体上看本区可采煤层在走向或倾向上厚度变化不大，属全区稳定的可采煤层。另外邻区×××煤矿见局部可采煤层的C5煤层，因结构较简单，煤层厚度变化大，本矿区内未见可采点。1.4.2煤质情况第一节煤的物理性质和煤岩特征一、煤的物理性质煤呈黑色，条痕呈褐黑色，具沥青光泽～弱玻璃光泽，条带状、均一状结构。内生裂隙较发育，局部被方解石和黄铁矿晶粒充填，多呈碎块状、块状，少量粉末状。断口呈参差状及不规则状。煤中可见少量浸染状黄铁矿。硬度小，性脆，易破碎。煤燃烧时火焰较长，烟少，残渣多呈灰白色碎块及碎片状，少量粉状。视相对密度1.38～1.69t／m3。二、宏观煤岩特征煤岩类型多为半亮～半暗型煤，以亮煤为主，暗煤次之。煤中矿物质为粘土、方解石、硫铁矿等。55 三、煤的微观煤岩特征本次在生产矿井煤芯中，共采取煤岩煤样3件，现将主要可采C4煤层的煤岩显微组成特征分述如下（见表5-1-1）：一）有机组分1、镜质组：在煤的有机组分中占主要成分，含量65.3～81.7%，平均74.3%。以基质镜质体为主、均质镜质体次之；含少量碎屑镜质体。2、壳质组（稳定组）：在有机组分中因变质程度加深的影响，无法识别该组分。3、惰质组：在有机组分中所占比例一般较少，含量为1.9～9.0%，平均5.8%。以半丝质体碎片为主，丝质体次之，含少量碎屑丝质体。二）无机组分1、粘土矿物类：为无机组分的主要成分，含量6.4～22.2%，平均12.5%。以层状、团块状、细分散状粘土矿物为主，细胞充填状和裂隙充填状粘土矿物次之。2、碳酸盐类：为无机组分中的次要成分之一，含量1.1～3.5%，平均1.9%。常以块状、不规则状方解石为主，细胞充填方解石及裂隙充填状方解石次之。3、氧化物类：为无机组分中的次要成分之一，含量为0.2～0.40%，平均0.3%。主要为石英碎屑颗粒。4、硫化物类：为有机组分中的次要成分之一，含量1.7～7.2%，平均5.2%。以微粒状黄铁矿为主，零星分布，裂隙充填状黄铁矿次之；莓粒状黄铁矿常在基质镜质体中富集；局部可见团块状黄铁矿矿化有机质现象。煤岩鉴定成果汇总表55 煤层项目有机组分（%）无机组分（%）镜质组惰质组小计粘土类硫化物类碳酸盐类氧化物类小计C4最大值81.79.090.7022.27.23.50.433.30最小值65.31.967.26.41.71.10.29.40平均值74.35.880.112.55.21.90.319.9点数33333333按国际显微煤岩类型分类，区内C4煤层为微镜惰煤；按中国显微煤岩类型分类，为微暗亮煤。四、煤的变质程度本次在4件煤岩样中，测定煤的镜质组（油浸）最大反射率2件，煤的镜质体最大反射率（油浸）（R0，max）2.71～2.95%，按中国煤层煤分类标准（GB/T17607—1998），煤的变质阶段属Ⅸ阶段，相当于无烟煤变质阶段，总体符合煤的变质规律（希尔特定律），与煤质化验指标较吻合。第二节煤的化学性质、工艺性能及煤类矿区煤质详见煤质综合成果表（表5-2-1），全区各煤层的煤质指标（平均值）及变化规律如下：一、工业分析一）水分水分（Mad）：原煤的水分为0.20～0.96%，平均为0.48%，浮煤的水分为0.28～0.92%，平均为0.50%，按GB/T3715-1996分级属特低全水分煤。二）灰分灰分（Ad）：原煤的灰分为6.95～14.66%，平均为10.25%，按GB/T15224.1-2004分级，属低灰分煤；浮煤的灰分为4.03～7.19%，平均为5.16%。三）挥发份和固定碳挥发分(Vdaf)：原煤挥发分为7.09～10.25%，平均为8.79%；浮煤挥发分为55 6.93～8.99%，平均为7.65%。按MT/T849-2000分级,属特低挥发分煤。固定碳(FCad)：原煤含量为81.55～85.43%，平均为83.46%；浮煤为87.98～88.90%，平均为88.45%。属高固定碳煤。二、全硫（St,d）原煤的全硫含量为2.82%～3.36%，平均含量为2.93%；在垂向上从上至下全硫含量减少；同时有随煤层厚度变化增减的趋势，煤层薄其含量增高，煤层变厚其含量减少。其中煤中以有机硫（SO，d）为主，含量为2.07%～2.65%；次为硫铁矿硫（SP，d）、硫酸盐硫（SS，d），含量分别为0.32%～0.86%、0.01～0.08%。浮煤的全硫含量为2.11%～2.77%，平均含量为2.33%；煤中以有机硫（SO，d）为主，含量为1.40%～2.39%；次为硫铁矿硫（SP，d）、硫酸盐硫（SS，d），，含量分别为0.15%～0.68%、0.00～0.04%。根据国家标准GB/T15224.2—2004进行全硫等级划分，属中高硫分煤。三、煤的物理性质与化学组成一）元素分析原煤碳元素（Cdaf）为89.05%～89.99%，平均为89.67%，氢元素（Hdaf）为2.96%～3.50%,平均为3.37%。浮煤碳元素（Cdaf）在88.94%～90.05%，平均为89.76%，在垂向变化不大；浮煤氢元素（Hdaf）为3.08%～3.54%，平均为3.33%。垂向上表现为上部煤层浮煤氢元素略低，下部煤层略高的特点。二）煤灰成分55 原煤灰成分中以SiO2和Al2O3为主，SiO2在25.64%～51.20%，平均为39.79%，Al2O3在26.35%～42.05%，平均为30.85%，在此两项加和值最低为51.99%，最高可达93.25%，煤灰均属酸性灰。Fe2O3与SO3含量垂向上表现为下部煤层高于上部煤层。与煤中全硫的变化趋势相反；MgO含量垂向上表现为上部高，下部低；CaO含量则从上至下有增高的趋势，但不稳定。三）微量元素各煤层中锗（Ge,d）元素含量为2～4μg/g，平均3μg/g,镓(Ga,d)含量为6～10μg/g,平均7μg/g。各煤层锗、镓元素含量均未达工业品位。55 C4煤层煤质综合成果表表5-2-15555 指标煤层号工业分析（%）全硫有害元素发热量（MJ/kg）相对视密度元素分析（%）Mad（%）Ad（%）Vdaf（%）焦渣特征1-8FCad（%）St，d（%）Pd（%）As，d（μg/g）Qgr，adQgr，dafQnet，dARDCdafHdafNdafSdaf+OdafC4原煤0.20～0.960.48（9）6.95～14.6610.25（9）7.09～10.258.79（9）2～2281.55～85.4383.46（5）2.82～3.362.93（9）0.001～0.0070.004（8）0～31（8）30.08～32.7632.11（9）34.12～35.4334.96（9）28..56～31.6430.61（8）1.38～1.521.45（8）89.05～89.9989.67（3）2.96～3.503.37（6）0.58～0.650.63（3）5.89～7.726.02（5）浮煤0.28～0.920.50（9）4.03～7.195.16（9）6.93～8.997.65（9）2～2287.98～88.9088.45（5）2.11～2.772.33（9）0.002～0.0030.002（4）0～10.25（4）33.08～34.0033.66（8）34.69～35.7335.50（8）31.48～32.2532.12（8）88.94～90.0589.76（6）3.08～3.543.33（6）0.48～0.720.62（6）2.90～6.905.18（11）指标煤层号煤灰成分分析（%）微量元素（μg/g）煤灰熔融性（℃）煤类SiO2Fe2O3Al2O3CaOMgOSO3TiO2Ge，dGa，dDTSTHTFTWY3C4原煤25.64～51.2039.79（8）2.86～36.0311.72（8）26.35～42.0530.85（8）1.07～20.848.07（8）0.33～13.814.25（8）0.75～3.922.42（8）0.75～3.922.42（8）2～43（3）6～107（3）1180～>15001327.（6）1230～>15001380（6）1250～>15001397（6）1280～>15001402（6）无烟煤3号浮煤5555 四）有害元素原煤磷（Pd）含量为0.001～0.007%，平均0.004%，浮煤磷（Pd）含量为0.002～0.003%，平均0.002%，属特低磷分煤。原煤砷（As.d）含量为0～3μg/g，平均1μg/g；浮煤砷（As.d）含量为0μg/g～1μg/g。平均0.25μg/g，煤层为一级含砷煤。四、煤的工艺性能一）发热量（Qnet,d）原煤的干燥基恒容低位发热量为28.56～31.64MJ/kg，平均为30.61MJ/kg，浮煤的发热量为31.48～32.25MJ/kg，平均为32.12MJ/kg，属特高热值煤。二）煤灰熔融性各煤层煤灰软化温度范围在1230℃～>1500℃，平均1327℃，（据MT/T853.1-2000标准）属中等软化温度灰；流动温度为1280℃～>1500℃，平均1402℃，（据MT/T853.2-2000标准）属较高流动温度灰。按中国煤炭分类国家标准(GB5751—86)，据煤的挥发分（Vdaf）及氢元素（Hdaf）测定结果，挥发分为6.93～8.99%，平均为7.65%；，浮煤氢元素（Hdaf）为3.08%～3.54%，平均为3.33%。由此确定矿区煤类为无烟煤三号（WY3）。五、主要煤层煤质指标及煤类本区可采煤层为C4，煤层的煤质工业指标详见表5-2-2。原煤灰分(Ad)：6.95～14.66%，平均10.25%，属低灰煤，浮煤：4.03～7.19%，平均5.16%。矿区西北部和东南部灰分较高，中间灰分稍低，详见C4煤层灰分等值线图（图5-2-1）。55 55 ××煤矿C4煤层灰分等值线图图5-2-1原煤挥发分(Vdaf)：7.09～10.25%，平均8.79%。。浮煤挥发分(Vdaf)：6.93～8.99%，平均7.65%，为特低挥发分煤。原煤发热量(Qgr,d)：30.08～32.76MJ/kg，平均32.11MJ/kg；原煤干燥基低位发热量(Qnet,d)：28.56～31.64MJ/kg，平均30.61MJ/kg；属特高热值煤。原煤全硫(St,d)：2.82～3.36%，平均2.93%；浮煤：2.11～2.77%，平均2.33%；属中高硫。从××煤矿硫分等值线图平面上看由浅至深全硫含量逐渐变低。详见（图5-2-2）55 ××煤矿C4煤层硫分等值线图图5-2-2浮煤氢元素（Hdaf）：3.08%～3.54%，平均为3.33%。由煤质分析指标得出，C4煤层为无烟煤三号（WY3），其数码为03。属低灰、特低挥发分、中高硫、特低磷、特高热值煤。煤层工业指标综合分析成果表表5-2-2煤层项目原煤工业分析(%)Qnet,d(MJ/kg)浮煤工业分析(%)Qgr,daf(MJ/kg)HdafMadAdVdafSt,dMadAdVdafSt,dC4最大值0.9614.6610.253.3631.640.927.198.992.7735.433.5455 最小值0.206.957.092.8228.560.284.036.932.1134.123.08平均值0.4810.258.792.9330.610.505.167.652.3335.503.33点数99999999986注:表中为煤层样综合统计结果六、煤的风氧化带浅部地表露头地带老窑密布，破坏严重，据调查垂深50m以内为老窑采空区。本次工作未采风氧化带样，根据邻区云南省煤炭地质勘查院提交《云南省彝良县小发路煤矿区东部北段详查报告》中对煤层系统采风氧化带样化验结果：在垂深3.3m时已过了风化带，垂深7.7m处已过了氧化带，测试水份（Mad）仅0.70%，腐植酸含量为0。故本次工作在资源量估算时确定的风氧化带下界与老窑采空区一起圈定，以煤层露头沿煤倾向深部推平距50m为界。七、煤的工业用途该区主要可采煤层有1层为C4煤层，属无烟煤无烟煤三号（WY3），为年轻无烟煤,属低灰、特低挥发分、中高硫、特低磷、高固定碳、特高热值、优质无烟煤。据此特点分析，该煤层是很好的燃料，可用于造气、制活性炭：是造碳化硅、碳粒砂、碳纤维（火箭和宇航器的结构材料）和单晶等高级碳素材料的原料，也可作为动力用煤（发电等）及民间生活用煤。第三节煤的可选性2008年×××煤矿区勘探工作在××煤矿采集了C4煤层简易浮沉试验样1件。采样方法为刻槽采取的样品，作简易浮沉试验。，该煤层简选样实验成果具一定的代表性。C4煤层煤质指标见（表5-3-1）。××煤矿C4煤层煤质指标表5-3-1化验项目MadAdVdafQgr,adSt,d各种形态硫HdafARD煤的分类Sp,dSs,dSo,d类别符号代码﹪﹪﹪MJ/kg﹪﹪﹪﹪﹪g/cm355 原煤0.3010.058.3431.632.960.690.022.253.481.5无烟煤WY03浮煤0.344.297.7632.092.330.150.002.183.56由表5-3-1，看出原煤的灰分为10.05﹪，按国家灰分分级标准GB/T15224.12004(Ad)应属低灰煤；全硫含量为2.96﹪，按GB/T15224.12004(St,d)硫分分级标准应属中高硫煤。原煤的灰分高于浮煤的灰分较多，说明煤中含有矸石和粘土类矿物。根据GB/T16417-1997《煤炭可选性评定方法》国家标准，对可选性等级做了认定。评定煤粉可选性是用±0.1含量法（即曾用作评定粗粒级的标准），±0.1含量＜7%为易选；7～10%为中等；10～15%为稍难选；15～20%为难选；20～25%为很难选；＞25%为极难选。理论分析结果及可选性见（表5-3-2）C4煤层自然级13～0.5mm粒级理论分选结果及可选性分选密度Kg/L精煤产率（％）灰分Ad(%)δ±0.1含量可选性等级1.483.583.6658.5极难选1.592.005.0810.35中等可选1.693.445.442.53易选1.794.415.781.15易选1.895.256.1610.5中等可选通过手选去掉>13mm以上的矸石和杂物以后，破碎到13mm以下进行筛分得到破碎级筛分试验成果见表（表5-3-3、5-3-4）。C4煤层自然级13～0mm和大于13mm以上各级破碎到13mm以下55 筛分试验成果表粒度级别质量占全样质量特征MadAdSt,dmmkg﹪﹪﹪﹪13～65.80032.5840.3612.182.946～35.10028.6520.439.892.553～0.54.60025.8430.388.282.860.5～02.30012.9210.4510.192.76合计17.800100.000.4010.052.77　C4煤层筛分浮沉试验综合报告表55 筛分浮沉密度级(kg/L)13～6mm6～3mm3～0.5mm0.5～0mm产率%灰分,%产率%灰分,%产率%灰分,%产率%灰分,%32.58412.1828.6529.8925.8438.2889.07910.19占本级占全样灰分占本级占全样灰分占本级占全样灰分占本级占全样灰分﹪﹪﹪﹪﹪﹪﹪﹪﹪﹪﹪﹪<1.300.660.2162.800.870.2472.460.510.1292.200.680.5922.531.30~1.4073.5223.9154.1688.1525.1213.6689.0722.3463.1682.9571.3823.671.40~1.5017.155.57819.502.850.81119.123.430.86116.948.377.25019.151.50~1.601.350.43829.341.490.42529.441.500.37727.141.441.24028.711.60~1.701.080.35138.620.950.27039.780.860.21536.760.970.83638.521.70~1.800.910.29747.560.810.23249.200.770.19447.760.840.72348.14>1.805.331.73587.524.881.39185.383.860.96890.544.754.09487.51合计100.0032.53012.33100.0028.4979.17100.0025.0907.99100.0086.11710.02煤泥0.170.05414.690.540.15512.152.910.75310.261.100.96210.81总计100.0032.58412.34100.0028.6529.24100.0025.8438.07100.0087.07910.05由表5-3-4可以看出粗粒级的灰分比细粒级的高，说明矸石比煤硬，本次工作未作泥化试验。××煤矿C4煤层自然级13～0.5mm粒级筛分浮沉试验综合报告见表（5-3-5）。表5-3-5　C4煤层13～0.5mm粒级浮沉试验综合表产率Ａd累计分选密度±0.155 密度级Kg/L%%浮物%沉物%密度Kg/L产率%产率Ａd产率Ａd<1.300.692.530.692.53100.0010.021.383.581.30~1.4082.893.6783.583.6699.3110.071.491.311.40~1.508.4219.1592.005.0816.4242.391.59.861.50~1.601.4428.7193.445.448.0066.851.62.411.60~1.700.9738.5294.415.786.5675.221.71.811.70~1.800.8448.1495.256.165.5981.591.80.84>1.804.7587.51100.0010.024.7587.51合计100.0010.02煤泥1.1010.81总计100.0010.05将13～0.5mm自然级浮沉试验成果，绘制出可选性曲线图（图5-3-1）。55 C4煤层13～0.5mm粒级可选性曲线图通过对C4煤层样的简选试验，综合煤质资料进行分析，煤的可选性根据1.3～1.8kg/L的分选密度级试样煤的可选性等级，采用类比法确定煤层的可选性能。13～0.5mm粒级理论分选结果：1.6～1.7kg/L的分选密度级，精煤产率为93.44～94.41％，灰分为5.44～5.78％，δ±0.1含量1.15～2.53，综合理论可选性曲线图进行分析，煤可选性等级为“易选”。通过洗选，可降低煤的灰分，提高煤的综合利用及煤产品的附加值，其经济性和必要性是显而易见的。1.5水文地质条件情况55 矿区内水系不发育，主要为冲沟，无大的河流，大气降水主要以地面片流形式汇入沟谷排泄，少量沿裂缝或岩层面渗入地下成为地下水。（1）地表水矿区范围内无水库等集中水体分布，仅有数条季节性山间沟谷溪流，以中部分水岭为界，分水岭以西为百顺小河沟谷水系，由箐沟和干河沟两条沟谷水汇集而成，位于矿区西部外围，分布标高1925～1700m。流经石炭系下统金子沟组（C1j）及泥盆系上统（D3）。主要靠大气降水和生产矿井矿坑排水补给，2009年5月12日偶测箐沟流量156.22L/s。09年9月5日偶测干河沟流量97.55L/s。受矿坑排水影响，污染较为严重，水质较差，水化学类型为HCO3-——Ca2+，由于沟水流经煤系下伏地层，且处于矿山首期开采水平以下，对矿坑首采区（标高1900m以上）开采充水无影响，但对矿区内标高1900～1500m以上煤层开采有影响。（2）地下水矿区位于五寨向斜的西翼，地下水主要为大气降水的补给，由于矿区地形坡度陡，大气降雨后，一部分迅速沿斜坡面以地表径流的形式汇入溪沟，一部分则沿风化裂隙、溶蚀裂隙迅速渗入地下补给地下水。地下水径流方向总体与地表水一致由南向北径流。矿区碳酸盐岩含水层，根据地面调查岩溶形态结合钻孔简易水文分析，侵蚀基准以上都处在垂直循环带的补给区，地下水位较深。由于都属反向陡坡，补给面积小，不利于大气降雨的补给，反有利于排泄。碎屑岩和火成岩分布区，地下水径流方向主要受地形的控制，无定向径流。矿区地形陡竣，沟、谷切割较深，岩溶含水层导水性强，最低侵蚀基准面之上有利于地下水的自然排泄而不利于富存，但由于煤系地层较薄，煤系上覆及下伏地层均为岩溶裂隙强和较强含水层，据本次注水试验及×××煤矿区资料：上覆岩溶裂隙含水层单位涌水量0.0158～0.293L/s.m，显示含水层富水性极不均匀，煤系地层虽然富水性极弱，为相对隔水层，但厚度较薄，煤层开采后其导水裂隙将直接沟通上覆岩溶含水层对矿坑充水。主采C4煤层下距D3、C1j岩溶含水层垂距平均仅为6.3m，煤层底板且为软弱地层，加之岩层由于裂隙、断裂构造影响强度降低，深部开采时具有底板突水的威胁，无论为顶板充水或是底板突水，岩溶含水层均具有管道复杂、不均匀，水量大，点状集中排泄涌出、难于预防的特点，且矿区大部分资源位于最底侵蚀基准面以下，因此矿区水文地质条件类型为以岩溶裂隙含水层充水为主的中等偏复杂类型。（3）矿井涌水55 矿井水的主要来源是含水岩层和裂隙充水以及地表水通过裂隙、采空区塌陷进入。根据矿区涌水量预算原则，预算方法，矿井+1900m水平正常涌水量10755m3/d，最大涌水量13621m3/d。（4）老窑积水矿区老窑大多位于煤层露头一带，规模一般不大，多采用平硐和斜井方式开拓，开采深度5～30m,一般深10m。井口标高均在当地侵蚀基准面以上。据调查这些老窑不同程度有积水。老窑水及采空区积水对未来矿井充水有一定的影响，今后开采时应警惕老窑水冲溃式突水影响。综上所述，矿区水文地质条件属简单类型。××煤矿通过开采过程中观察，顶板含水性极弱，工作面偶有少量滴水，极少淋水。根据矿井实测，矿井正常涌水量为20m3/h,雨季最大涌水量为100m3/h。1.6矿井瓦斯、煤尘、煤的自然发火倾向情况（1）矿井瓦斯依据云南省煤炭工业局和云南省煤炭安全监察局对××煤矿进行的瓦斯等级鉴定：最大相对瓦斯涌出量8.14m3/t，最大绝对瓦斯涌出量0.74m3/min；最大相对二氧化碳涌现量8.03m3/t，最大绝对二氧化碳涌出量0.73m3/min，属低瓦斯矿井。（2）煤尘根据煤炭科学研究总院重庆分院煤尘爆炸型鉴定报告，本矿开采的C4煤层煤尘无爆炸危险性。（3）煤的自燃根据煤炭科学研究总院重庆分院煤层自燃倾向性等级鉴定报告，本矿开采的C4煤层自燃倾向性等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层，历年开采未发生过煤层自燃现象。（4）地温矿区地表及周边生产矿井调查均未发现地温异常及地热害现象。据矿区外围102钻孔简易地温测井数据，勘探区钻孔平均地温梯度为1.09℃/100m55 ，属正常地温梯度增加范围；从测井井温曲线分析，变温带深度在400m以上范围内，400m以下为增温带，勘探区无地温异常。（5）冲击地压根据本矿井及周边矿井开采情况，矿井无冲击地压。55 第2章矿井储量、生产能力和服务年限2．1矿井储量一、原有资源储量矿权区内原资源储量（现保有资源储量与采空注销资源储量之和）合计251.82万吨。二、采空资源储量采空资源储量14.81万吨。三、矿权区保有资源储量现保有资源储量237.01万吨,其中332资源量57.25万吨，333资源量136.63万吨，334（？）资源量43.13万吨，332/332+333＝30％（详见表2-1）。55 表2-1估算资源储量汇总表单位：万吨煤层名称资源储量级别水平（m）资源储量2200以上2200-21002100-20002000以下4332保有28.6928.5657.254333保有1.5926.5157.1551.38136.634334（？）保有43.1343.13合计保有30.2855.0757.1594.51237.01采空14.8114.81总计45.0955.0757.1594.51251.82332/332+333=30%2．2矿井生产能力确定及服务年限2．2．1矿井生产能力矿井生产能力按150kt/a计算2．2．2矿井服务年限计算1、矿井工作制度矿井年工作日330天，每天两班作业，其中两班采煤，一班准备、维修，两班掘进。2、矿井服务年限煤矿设计生产规模按15万吨/年，日产500吨，拟扩范围内保有资源储量726万吨，扣除相应的资源储量备用系数，矿区内可采资源总量440（万吨）。矿山服务年限按公式：T=计算：55 式中：T—矿井或水平服务年限（a）Z—可采资源量（万t）A—矿山设计年生产能力（万t/a）K—储量备采系数,综合矿区地质条件取1.4按改扩建15万t/a规模的井型计算，其矿井服务年限为21年，第一开采水平预计可采资源量服务年限为12年。第3章矿井开拓3．1矿井开拓方式1、矿区煤层倾角较平缓，地形高差较大，结合地面地形、外部运输条件、煤层赋存情况、井口及工业场地位置选择，宜采用平硐配暗斜井开拓，在第一开采水平的先期开采地段，设主（平硐）、副井一对，主井担负矿井煤炭输送，副井担负矿井人员通行及回风，采用中央并列式通风。55 2、开采方法及回采工艺根据煤层的赋存及开采技术条件，采区适宜半机械化人工或机械化采煤，轨道矿车或皮带运输机运输。采用走向长壁式或倾向短壁式进行回采。回采过程中，采用放炮落煤或割煤机割煤，全部垮落法管理顶板。3、选矿方式根据煤层可选性评价等级，在不同粒度条件下洗选排矸的多方案比较后，合理的选矿方式为：可选择适宜的溪沟建小～中型选煤厂，采用振动跳台法和重油浮选法选煤，将降低的灰分及硫分的精煤分级，既满足客户对煤产品的需求，又提高了煤炭产品的附加值，增加煤矿的经济效益。3.1.1开拓方式、井筒数目、巷道布置及支护方式矿井采用平硐开拓方式，共有二个井筒，主平硐坐标：X=3055359Y=35384463Z=+2136m回风斜井坐标为：X=3055349Y=35384626Z=+2255m主要担负全矿井的回风。主平硐垂直于煤层走向布置，见煤后沿煤层布置运输巷，进行上山开采。矿井巷道砌碹、锚喷或金属支架支护。3.1.2采煤方法确定一、采煤方法选择1、开采技术条件煤层呈单斜构造，煤层倾角23～25°，总体为由上向下（由浅至深）逐渐变缓。设计采区煤层倾角平均为24°（首采工作面倾角平均为24°），无断层发育。采矿许可证许可开采C3煤层，赋存较稳定，属中厚煤层。本次设计开采C3煤层，煤层平均厚为1.4m。55 煤层顶底板以层状结构软岩岩组为主，其次为层状结构软硬相间岩组。C3煤层无煤尘爆炸危险性，煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类，不易自燃。根据云南省煤炭工业局2008年12月的审定结果，矿井为低瓦斯矿井。矿区范围内无冲击地压，地温正常；矿区水文地质简单，正常涌水量9.6m3/h，最大涌水量17.8m3/h。2、采煤方法选择矿井可采煤层为缓倾斜中厚煤层，设计采用走向长壁后退式采煤法，炮采工艺。二、回采工艺生产能力为15万t/a，首采工作面煤层平均厚度1.6m，煤层倾角24°，设计采用炮采工艺。1、落煤：首采工作面纯煤厚度为1.6m，采用ZMS-12T型湿式煤电钻打眼，“三花眼”布置，炮眼长度1.2m，炮眼间距1.2m～1.6m，与煤壁夹角85°，使用3号煤矿安全炸药，毫秒电雷管引爆。2、装煤：工作面煤炭自溜。3、运煤：运输顺槽采用刮板输送机转载。4、顶板控制及采空区处理：工作面平均采高1.6m，设计采用DW18-400/110型单体液压支柱配铰接顶梁支护顶板，排距1.0m，柱距0.8m，“五·三”排控顶，最大控顶距5.3m，最小控顶距3.3m。采用全部垮落法处理采空区，放顶步距2.0m。采煤工作面回采时，各工序按《作业规程》、《操作规程》、以及《煤矿安全规程》相关规定执行。见采煤方法示意图。三、采区及工作面回采率按《煤炭工业小型矿井设计规范》规定，各煤层采区回采率取85%，各煤层工作面回采率均为95%。55 3.2采煤工艺设计1．采面基本参数工作面走向长500-600m，倾斜长100m，平均煤厚1.60m，煤层倾角20°～24°，煤的容重1.4t/m3。2、采煤方法采区前进、区内后退式走向长壁采煤法。3、采高的确定综合平均采高确定为1.6m。4．落煤方式根据该矿井生产实际情况，为提高效率，该工作面采用GMZ—1.2型煤电钻打眼，放炮落煤。5．装煤及运煤方式装煤方式：手工装煤，用掏扒和铲子将煤铲入启动的运输机装入顺槽矿车中。运煤方式：机械运煤，放炮落煤，装煤方式为人工攉煤。工作面煤炭由SGW-420/22型刮板输送机将工作面的煤运输到顺槽溜煤口的1.3T侧卸式矿车内，再通过顺槽内的2.5T蓄电池电机车牵引至区段甩车场，最后通过斜井串车提升出井。6．进回风巷的布置方式沿煤层布置工作面机巷及回风巷，掘进至保安煤柱边界时，利用切眼贯通，形成工作面。两巷断面为梯形，采用矿工钢支护。开切眼利用木点柱或金属摩擦支柱支护，顶板破碎地段可直接采用单体液压支柱支护。7．支护形式的选择（1）支护材料的确定根据采高确定支护材料，使用DW18-300/100和DW20-300/100的单体液压支柱和HDJB-1000型的绞接顶梁配套支护工作面顶板（规格、数量见支护材料明细表），悬臂方式为正悬臂。（2）排距的确定根据采区设计，该面实行“两采一准”，昼夜一循环，循环进度2.0m，该面使用55 1.0m的绞接顶梁，所以排距定为1.0m。（3）柱距的确定根据工作面支柱的支撑能力必须满足周期来压时防止压垮和推垮的要求柱距为0.8米。8．回采工艺流程简图打眼——装药、连线、放炮——攉煤（临时支护）——支护（挂梁、正规支柱）——移溜——充填——架设木垛——回收9.工作面顶板管理方法（1）上下安全出口超前30m顺槽加固支护，采用十字项梁绞接支护顶板，柱距0.8m，排距1.0m。加固方法：单轨断面采用连锁绞接抬梁单排支护；双轨断面采用连锁绞接抬梁双排支护。放顶步距1.0m。风巷顺槽加固支护（2）初次来压和周期来压的特殊支护措施①．初次放顶措施为了加强对放顶工作的领导，矿应成立以总工程师为组长的初次放顶领导小组。提高工程质量，以优质保证初次放顶工作安全a.打眼前，先进行敲帮问顶，检查顶板及煤壁情况，若有伞檐片帮危险，架好贴帮柱后再打眼。b.攉煤工作中，推进0.5m必须设带帽点柱作临时支护，间距1.0m，进度够1.0m时，及时处理好片帮和顶板，立即架设基本支柱，架设时支柱落硬底（底穿木鞋，规格0.5×0.1×0.1m），迎山有劲，柱成直线。c.工作面每隔15m架设一个木垛，压力大时间距缩小至10m，并在四角线创本固定，提高切顶能力，打齐密柱切顶，隔离采空区，每隔10m增设一架射向老塘的创柱（棚），提高基本支柱的稳定性，机头、机尾的充填带交接顶见底，错缝严密整齐，内部用石方渣充实，斜长不小于4.5m。d.为防止煤壁处顶板出现采动裂隙和台阶下沉，必须严格控制支柱与煤壁间的控顶宽度，超过0.5米必须架设贴帮柱。e.55 第一次回收，全工作面分为上、下两段，每段严格按《操作规程》由下往上逐架回收，回收时要有中队和大队领导现场指挥。②．初次来压，周期来压的特殊支护措施：Ⅰ、进行支护质量与顶板动态监控，加强来压预报。Ⅱ、加强来压预兆的监视工作，每班设专安员一人专门负责监视顶板。Ⅲ、来压前，柱距缩小到0.6m，并沿放顶线架设好密集支柱，增强切顶能力，并隔离采空区。Ⅴ、为增大基本支柱的稳定性，来压前每隔10m架设一个木垛，并在两木垛之间沿倾斜方向增设一架三柱的创棚。Ⅵ、铲煤过程中，必须架设好临时支柱，及时架设基本支柱，要求柱落面更底，迎山有劲，柱成直线，柱距、排距符合本规程要求，有片帮危险时，及时架设贴帮柱。Ⅶ、加强运输调度工作，保证矿车供应，加快采面推进度，保持煤壁的完整性，使之具有良好的支撑作用。Ⅷ、回收干净老塘内的支护材料，使直接顶充分垮落，以缓解老顶垮落时支架的冲击。10、采区煤、矸运输和辅助运输方式及设备选择回采工作面配备刮板运输机运煤。在轨道运输巷内铺设22kg/m钢轨，+497m以上煤炭用蓄电瓶机车运输；以下区段的煤炭经轨道运输巷内用人力推车，经暗斜井用GKT1.2×1－30型防爆提升绞车提升。回采工作面和各掘进工作面所需材料和设备由MC1－6B型材料车和MP1－6A型平板车装载，经机车运输、绞车提升，最后由电机车运至目的地点。55 55 第4章矿井通风与安全4.1通风方式及通风系统的选择（1）、通风方式本矿井采用中央并列式通风方式。（2）、通风系统矿井采用中央并列抽出式通风方法。（3）、主要通风机型号安设二台同型号的主要通风机，一台工作，一台备用，风机型号为FBCZ-No13型通风机，电机功率55Kw。（4）、通风路线主平硐—主运输石门—暗斜井—运输机巷—回采工作面—回风巷—回风石门—回风下山—总回风大巷—主回风平硐—引风道—地面。采掘工作面及水泵房均为独立通风。回采工作面所需新风由矿井全负压供给。掘进工作面所需新风由局部通风机压入。采、掘工作面回风经各自的回风系统最终汇入回风平硐排出地面。4.2回采工作面的通风1.风量计算（1）按人员——工作面同时工作的最多人数（2）按沼气浓度不超过1%计算，沼气浓度绝对涌出量取0.2m3/minm3/min——通风系数1.2～2.1，取2.1（3）按矿井沼气等级计算，高沼气矿井吨煤风量不低于1.5m3/T.min55 m3/min故工作面风量m3/min2．风速验算　（1）最大风速验算：m/s　（2）最小风速验算：m/s　（3）《煤矿安全规程》规定：回采工作面风速必须满足m/s即0.25<0.99<1.28<4m/s故m3/min，符合《煤故安全规程》要求。4.3矿井风量、负压计算（1）、风量计算①、按最大下井人数计算矿井风量Q=4×N×K其中：4—每人需风量4m3/min；N—最大下井人数，150人；K—风量备用系数，取1.45；计算得：Q=4×150×1.45=870m3/min=14.5m3/s。②、分别法：按各需风点实际需风量计算K矿—矿井内部漏风率，取K矿=1.15；包括内部漏风，各用风地点配风见下表：矿井配风表用风地点工作面个数一个工作面配风量（m3/min）总需风量（m3/min）（m3/min）55 采煤工作面2200400掘进工作面4120480硐室350150矿井维护风100合计1130（2）、负压计算阻力计算公式h摩=aLPQ2/S3=aLPv2/S=RQ2式中：h摩--摩擦阻力，Pa；a--摩擦阻力系数，N·s2/m4;L-井巷长度，m；P-井巷净断面周长，m；Q-通过井巷的风量，m3/s;S-井巷净断面积，m2;R-井巷摩擦风阻，N·s2/m8;其中摩擦阻力系数a的根据各巷道支护方式确定。根据将下各用风点风量分配及服务范围，按总风量21.66m3/s计算矿井困难时期通风负压为720.438pa。矿井通风困难时期阻力计算见下表：矿井通风困难时期阻力见下表巷道名称支护方式巷道长度（m）净周长摩擦阻力系数净断面摩擦阻力风量摩擦阻力（m）（N.s2/m8）（m2）(N.s2/m4)（m3/s）（pa）55 主平硐锚喷3908.40.0084.40.30721.66144.031主运输石门锚喷908.40.0084.40.30721.6633.237上部车场锚喷85100.01760.06721..530.97主运输下山锚杆4008.40.0084.40.31521.5145.609下部车场锚喷56100.01760.04421.520.3392136轨道运输巷锚杆50080.00840.53.335.544架厢南回风巷锚杆50080.00840.53.56.125架厢2136采面单体1006.20.0453.20.8513.39.2672088轨道运输巷锚杆50080.00840.53.335.544架厢南回风巷锚杆50080.00840.53.56.125架厢2088采面单体1006.20.0453.20.8513.39.2672048轨道运输巷锚杆50080.00840.53.335.544架厢提升轨道运输巷锚杆50080.00840.53.56.125架厢回风石门锚喷758.40.0084.40.0593.50.723回风下山锚杆1008.40.0084.40.23721.335.842总回风大巷锚喷1508.40.0084.40.39421.353.626主回风平硐锚喷2188.40.0084.40.1722283.248引风道锚喷308.40.0084.40.0422221.262小计　　　　　　　622.428局部阻力　　　　　　　98.0155 合计　　　　　　　720.4384.4　通风设备4.4.1计算矿井通风容易、通风困难时期风量：由于条件限制，矿井无法测定计算自然风压和开采期采区远近对总风量的影响。4.4.2计算扇风机的风量、风压：1、扇风机风量：Q主扇=KQ进        =1.20×21.16=25.4m3/s=1523m3/min 2、最困难时风压：h主扇=Khmax     　　　　　　　 =1.20×22.65×9.8=267pa4.4.3选择扇风机、电动机： 矿井扇风机风量不低于1332m3/min，风压不低于267pa。 现在使用的扇风机型号：矿用隔爆型轴流式FBCZN013参数：额定风量：1208—2820m3/min 　额定风压：200—1200pa 　电机功率：55KW能够满足矿井安全生产需要。根据《煤矿安全规程》规定，应设两台同等能力的主扇，其中一台工作，另一台备用和检修。4.4.4反风方式、反风系统及设施： 　1、反风方式：采用电动机反转直接式反风。反风工作在10分钟内进行，反风风量不低于正常进风量的40%。 　2、反风系统及设施：根据现在情况矿井通风系统和设施基本完好，日常检查存在问题要求及时处理。4.5矿井通风费用计算4.5.1电费： 1、主扇电费：E1=55×24×365×0.50=240900元/年55  2、局扇电费：E2=5.5×3×20×365×0.50=60225元/年 4、吨煤电费：T=335325÷90000=3.73元/吨4.5.2风机设备折旧维修费： 主扇服务年限按照20年计算，局扇三台使用，一台备用，服务年限按照10年计算，则风机折旧费用为： 75000×2/20+3500×4/10=8900元/年则：吨煤折旧费用为： 8900/90000=0.10元/吨。4.5.3通风器材购置费、维护费： 预算为15000元/年 则：吨煤费用为：15000/90000=0.17元/吨。4.5.4通风人员工资： 测风工月工资2800元，2人；主扇工月工资1000元，3人。 则：吨煤费用为： （2800×2+1000×3）/90000=0.10元/吨。 综合以上四项费用，则吨煤通风成本为： 3.73+0.10+0.17+0.10=4.10元/吨。4.6通风设施(1)、通风设施为保证各采掘工作面的风量并使风流按规定流动，在风流流动的路线中设置有风门、调节风门等构筑物。为防止爆炸性气体冲击主要通风机，在回风平硐设防爆门，引风道与回风平硐夹角为35°，引风道长度比防爆门至筒内引风道开口位置长10—15m，利用主扇反转进行反风，在井下发灾害必须反风时可进行全矿井反风。矿井正反风门修建齐全。(2)、防止漏风的措施风门等构筑物应设在围岩坚固、地压稳定地段，并加强管理，经常检查、维护。(3)、降低风阻的措施①、锚喷巷道应尽可能光滑，力求使巷道光滑平整，以降低风阻。55 ②、在容易产生局部风阻的地方，应尽量减少局部阻力系数。巷道连接边缘应尽可能做成斜线或圆弧形，巷道转弯处应尽可能直角转弯或小于90°转弯，并将转弯处内、外侧按斜线或圆弧型施工，必要时应设置导风板。③、在日常通风管理中，应尽量避免在主要巷道中停放矿车、堆放杂物，巷道应随时修复，保证完整及足够的有效通风断面，以利风流畅通。4.7矿井安全4.7.1矿井瓦斯预防措施1、瓦斯防治（1）装备矿井安全监测监控系统本矿井属高瓦斯矿井，按《煤矿安全规程》规定，装备矿井安全监测监控系统。设计选用KJ101矿井安全监测监控系统，矿井安全监测监控系统的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围必须符合《煤矿安全规程》规定。另外，矿井必须配备动态监测设备，如便携式瓦检仪、低浓度光学瓦检仪、高浓度光学瓦检仪、一氧化碳检定器等。对井下有关地点，特别是采掘工作面的瓦斯进行定时监测和连续监测，瓦检器要定期校验，带病瓦检器严禁下井。生产中应切实做好瓦斯日常监测、管理及预测、预报工作。实现瓦斯自动检测、声光报警、自动断电保护，以确保矿井生产安全。（2）预防瓦斯爆炸的措施1、加强瓦斯的日常检测工作，并强化对盲巷的管理。2、及时对片帮、冒顶进行处理，及时处理回采工作面上隅角和各掘进工作面等处的局部瓦斯积聚。3、加大瓦斯积聚地点的风速和风量，强制冲淡瓦斯到允许浓度后排放到回风流中，采取积极的安全措施排放积存瓦斯；临时停工的地点不得停风，停工区瓦斯浓度达到3%时，必须封闭；停工区域必须切断电源，恢复通风，排放瓦斯和送电时，要有安全措施。4、采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1%时，停止用电钻打眼，爆破地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破。5、若遇瓦斯涌出异常区域要加强通风，加强检测工作。55 6、严格按《煤矿安全规程》规定选用和管理电气设备，并定期检查防爆性能，失爆电器严禁下井，井口房和扇风机房附近20m内不允许有烟火或用火炉取暖，井下严禁使用明火，严格火工材料管理和放炮制度，严禁瓦斯超限作业和违章放炮。放炮作业必须坚持“一炮三检”制度。7、供电线路不得有“鸡爪子”、“羊尾巴”、明接头。井下电缆必须定期检查，破损的电缆要及时更换。8、井下供电须有过流保护和漏电保护，电缆悬挂整齐，设备硐室清洁，坚持使用检漏继电器，坚持使用煤电钻综合保护，坚持使用局扇风电闭锁和瓦斯电闭锁，加强局扇的使用和管理。4.7.2矿井火灾预防措施1、矿井地面防火系统本设计采用生活、生产、消防、防尘洒水混合制供水系统。采用高位水池静压供水，设置贮水池。另外，在地面各易燃、易爆的场所选用多种防灭火器材，如二氧化碳灭火器、干粉灭火器等。2、火灾的防治措施（1）矿井必须制定井上、下防火措施。矿井的所有地面建筑物、煤堆、矸石山、木料场等处的防火措施和制度，必须符合国家有关防火规定。（2）井口房以及以井口房为中心的联合建筑，必须采用不燃性材料建筑。（3）井口房和通风机房20m范围内不得有烟火。（4）矿井地面及井下适当地点必须设置消防材料库，库内配备与消防性质相适应的各种防灭火器材，消防器材应定期检查和更换。（5）井筒、各采区的装车场，主要运输巷道、回风巷道的连接处，井下机电硐室，必须采用不燃性材料支护。（6）矿井必须结合地面消防系统，建立井下消防洒水管路系统。（7）预防电气火灾，对电气设备和电缆要合理选型，保护装置要准确整定、动作迅速可靠。4.7.3矿井防治水措施55 本区大气降水量丰富，矿井所采煤层的直接充水途径有风化裂隙、构造裂隙、采空塌陷裂隙带等；主要充水水源为大气降水、地下水、采空区积水。因此该矿井在开采时，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，配备探水钻机，加强探放水工作，以免水灾发生。探放水时必须采取以下安全措施。1、采掘工作面接近老窑、采空区时，必须加强探放水工作。2、对井下有突水危险的地区，应当设置防水闸门。3、采掘工作面或其它地点发现明显的涌水征兆或大量涌水时应立即停止工作，将人员撤出，并关闭防水闸门等。4、在施工和生产过程中要按规定留好防水煤柱。5、清理浮煤，挖好排水沟，保证水流畅通。6、探水地点与其相邻地区的工作地点保持信号联系，安设专用电话，一旦出水要通知受水害威胁地区的工作人员撤离危险地点。4.7.4矿井防尘措施1、建立、完善防尘系统，及时清理巷道浮煤，冲洗沉积煤尘，定期对主要巷道进行刷浆。2、掘进工作面采用湿式凿岩，喷雾洒水。3、对采煤工作面进行洒水，在粉尘较大地点安装喷雾、洒水装置。4、及时调整和控制巷道风速。5、配备个体防尘器，定期进行体检。4.7.5预防顶、底板灾害措施2#、8#煤层顶板均为粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。从上述可以看出，顶板较为稳固，但局部地段节理较为发育，开采时应视具体情况进行必要支护。底板遇水易变软、膨胀，出现底鼓现象，对采煤有直接影响，开采时应引起足够重视。4.7.6矿山救护1、矿成立由工程技术人员、管理人员和工人组成的10人辅助矿山救护队。直属矿长领导，业务上受总工程师领导。设专职队长及专职仪器装备维修工，负责日常工作。矿山辅助救护队的建制和行动原则必须遵照《煤矿安全规程》第十章和《煤矿救护规程》的规定执行。2、本矿井与××县矿山救护队签定救护合同，其至矿井的行车时间不超过30min。55 4.7.7　矿井地质灾害防治在开采过程中严格按设计要求，科学采掘，必满诱发地质灾害。但因地表无大的建、构筑物，设计可不采取特殊处理措施；但矿井在采掘过程中，由于井下采空，需要加强队采空而引起的地表塌陷灾害的防治。地面建筑物留足安全煤柱，必满井下开采对地面造成破坏性的采动影响，诱发地质灾害。同时在开采过程中要对矿山的稳定性进行观测，发现地质灾害时及时采取措施进行整治。4.7.8安全管理制度矿井扩建及投产后严格按照《煤矿企业安全生产管理制度规定》的通知制定有关安全生产管理制度，并严格考核、执行。具体将制定以下制度：安全生产责任制、安全办公会议制度、安全目标管理制度、安全投入保障制度、安全质量标准化管理制度、安全教育与培训制度、事故隐患排查制度、安全监督检查制度、安全技术审批制度、矿山社别、器材使用管理制度、矿山主要灾害预防管理制度、煤矿事故应急处理预案和应急救援管理制度、安全奖惩制度、出入井检身与人员清点制度、安全操作规程管理制度等。4.7.9　矿山安全设备装备矿山安全设备装备计划表序号名称型号单位数量备注1光学瓦斯检定器GWJ-1A台12CH40%-10%2光学瓦斯检定器GWJ-2台2CH40%-100%3便携式瓦斯报警器AZJ-91台204瓦斯检定器校正仪GJX-2台25一氧化碳测定仪AQY-50台26多种气体检定器DQJD-1台17瓦斯、氧气检测仪JJY-1台18化学氧自救器QSR-40台1009自救器密度检查仪ZJ-2台155 10高速风表EY11B数字式个211中速风表APC-121个212微速风表DFA-3个213干湿温度计DHM1个814空盒气压计DYM3个515双管水银压力表DYB3个116U型倾斜压差计AFJ-150台317补偿式微压计BEY-250台118通风干湿表DWYJ2个119秒表个220皮托管AFP系列支521粉尘采样器APF-1台122光电粉尘测定仪AGG-1台123支柱初撑力测定表台124钢丝绳探伤仪GT-30台125测压计台126地质罗盘CKX-1个227矿山悬挂罗盘仪KL-100个128光学经纬仪J6台129水准仪DS3台130灭火器不同型号台3055 结束语毕业设计是本科学习阶段一次非常难得的理论与实际相结合的机会，通过这次比较完整煤矿安全设计，我摆脱了单纯的理论知识学习状态，和实际设计的结合锻炼了我的综合运用所学的专业基础知识，解决实际工程问题的能力，同时也提高我查阅文献资料、设计手册、设计规范以及电脑制图等其他专业能力水平，而且通过对整体的掌控，对局部的取舍，以及对细节的斟酌处理，都使我的能力得到了锻炼，经验得到了丰富，并且意志品质力，抗压能力及耐力也都得到了不同程度的提升。这是我们都希望看到的，也正是我们进行毕业设计的目的所在。虽然毕业设计内容繁多，过程繁琐但我的收获却更加丰富。对通风系统的设计、设备选型，各种灾害的防治方式，我都是随着设计的不断深入而不断熟悉并学会应用的。和老师的沟通交流更使我从经济的角度对设计有了新的认识也对自己提出了新的要求。通过这次毕业设计让我提前了解了这些知识，这是很珍贵的。顺利如期的完成本次毕业设计给了我很大的信心，让我了解专业知识的同时也对本专业的发展前景充满信心。看到成绩但也要看到不足，只有发现问题面对问题才有可能解决问题，不足和遗憾不会给我打击只会更好的鞭策我前行，今后我更会关注新技术新设备新工艺的出现，并争取尽快的掌握这些先进的知识，更好的为祖国的四化服务。55 致谢词转眼间，三年的函授生涯即将结束。在历史长河中，三年可谓一瞬，但记忆即是犹新，函授站管理层的敦厚儒雅，教师的敬业渊博，同学的团结友善，都留下长久的温馨。　　自从在学校就读该专业时，有幸重新系统化地学习了煤矿通风与安全知识，这可能是我一生之中最后的正规受教育机会了，我告诉自已不可敷衍混日子，应该实实在在学些东西。虽然只是以函授为主，但我仍然时刻感受到站领导的细致关怀、授业教师的不倦教悔和同学们的无私友爱。这一切都使我汗颜，深恐龙自已做得不够多，学得不够好，有负师长亲友的殷殷期待。　　总体上讲，感觉三年的函授学习生活，不敢说学有所成，也算是学有所得吧。55 参考文献[1]袁亮等，煤矿总工程师技术手册：煤炭工业出版社，2011[2]王林祥等，煤矿机电工程师技术手册：煤炭工业出版社，2011[3]佟熙田、雷芳清，煤矿井下供电设计指导，煤炭工业出版社，1989[4]张学成，工矿企业供电设计指导书，中国矿业大学出版社，199855 55