《本科毕业设计--平安煤矿通风与安全设计矿井通风与安全课程设计.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《本科毕业设计--平安煤矿通风与安全设计矿井通风与安全课程设计.doc（97页珍藏版）》请在taowenge.com淘文阁网|工程机械CAD图纸|机械工程制图|CAD装配图下载|SolidWorks_CaTia_CAD_UG_PROE_设计图分享下载上搜索。
1、 本科毕业设计设计题目：贵州省桐梓县平安煤矿通风与安全设计系 别：矿业工程系专 业：安全工程班 级：2012级学 号：000000000学生姓名：akesu指导教师：习近平2015年 05 月 23 日第 1 页 六盘水师范学院本科论文（设计） 六盘水师范学院本科毕业论文（设计）诚信责任书本人郑重声明：本人所呈交的毕业论文（设计），是在导师的指导下独立进行研究所完成的。毕业论文（设计）中凡引用他人已经发表或未发表的成果、数据、观点等，均已明确注明出处。特此声明。论文（设计）作者签名： 日 期： 第 4 页 六盘水师范学院本科论文（设计）目 录目 录1摘 要4ABSTRACT5前 言6第一章 矿
2、井概况及安全条件71.1 井田概况71.1.1矿井位置及交通情况7地形地貌7气象71.1.2主要自然灾害81.2安全条件9地质特征9煤层及煤质11矿井瓦斯等级、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性11水文地质12第二章 矿井开拓与开采142.1 埋深及开采条件14井田开拓142.2开采储量及服务年限16第三章 瓦斯灾害防治223.1 煤层瓦斯涌出量计算223.1.1 工作面可抽放量计算和抽放必要性可行性论证253.2 煤层瓦斯抽放方法设计283.2.1 抽放方法的比较和选择283.2.2 抽放钻孔参数确定28绘制抽放钻孔布置平面图和剖面图293.3 采掘工作面瓦斯抽放系统303.3.1 采掘工作面瓦斯抽
3、放设施的配置和布置303.3.2 抽放管路的计算和选择313.3.3瓦斯泵选型323.3.4瓦斯泵流量和压力计算343.3.5瓦斯泵选型确定353.4防突措施353.4.1 煤与瓦斯突出的可能性分析353.4.2 综合防突措施363.4.3 其他防突措施363.4.4 煤与瓦斯突出预测及预测仪器383.4.5 安全防护措施41第四章 矿井通风系统444.1矿井通风系统设计444.1.1 采区的通风方式和工作面通风系统444.2 矿井风量、风压及等积孔454.2.1 矿井风量计算和分配454.3 掘进通风524.3.1 掘进通风方法524.3.2 局部通风设备选型524.3.3 局部通风机设置要
4、求534.3.4 防止产生循环风的安全措施534.4 硐室通风534.4.1 井下独立通风硐室的通风系统及安全措施544.4.2 采用扩散通风的酮室及通风要求544.5 井下通风设施及构筑物544.5.1 通风构筑物设置544.5.2 通风构筑物设置技术要求544.6 矿井主通风机及矿井反风554.6.1 矿井通风设备选型554.6.2 反风方式、反风系统及设施594.7 矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析604.7.1 矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施604.7.2 其它安全保证措施60第五章 粉尘灾害防治625.1 粉尘危害及防尘措施62第六章 矿井火害防治686.
5、1 煤层自然发火危险性及防灭火措施68第七章 矿井水害防治747.1 矿井水文地质74地质构造757.2 矿井防治水措施77第九章 矿井安全监测与监控909.1安全监测监控系统设置90参考文献931 张荣立，何国纬，李铎.采矿工程设计手册（上、中、下册）M. 北京：煤炭工业出版社，2003.93致 谢94本设计得以完成，离不开各位老师以及同学的指导和帮助。我的大学本科毕业设计贵州省桐梓县平安煤矿通风与安全设计是在彭斌老师的指导下完成。94附 录95摘 要根据平安煤矿地质条件，设计开采煤层为C8号煤层，平均厚度为2.23m，全区可采，无夹矸，区内煤层平均倾角为38，生产能力设计为45万t/a。C
6、8煤层结构较简单，煤层稳定类型为较稳定型煤层。矿井通风方式为分区式，一采区通风方式为分列式，通风方法为抽出式，通风量为36m3/min。掘进工作面采用局部通风机压入式通。平安煤矿为高瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量为20.05m3/t,瓦斯抽采方法选用顺层瓦斯抽采。煤层瓦斯含量为15.6m3/t，瓦斯抽采率为60%，经过抽采后瓦斯浓度达到0.8%，可以实现风排瓦斯达到安全开采条件。本矿可采煤层煤尘有爆炸倾向性，煤层的自燃倾向等级为易自燃，采用注浆（预注浆）的方法灭火，如果发生大规模火灾采用注氮和惰性气体灭火。全矿采用湿式作业和装载处洒水作业的方法进行粉尘防治。矿井涌水量大，水文地质条件为复杂程度，
7、矿井最大涌水量为55m3/h，最小涌水量为30m3/h。主平硐井底水仓容积为480m3。选择额定值接近的选择80D.306型水泵三台，其额定流量80m3/h，扬程为150m；功率80kw。水泵排水管选择150无缝钢管(内径150mm)。关键词：煤矿；瓦斯 ；通风；安全第 95 页ABSTRACTAccording to the geological conditions of safe coal mine, the design for C8 # coal seam mining coal seam, the average thickness of 2.23 m, the district
8、recoverable, no dirt band, 28, the average Angle of coal seam in the design production capacity of 450000 t/a. C8 coal bed structure is relatively simple, coal seam stable type is a more stable coal seam.Mine ventilation mode is partition type, for such a mining ventilation mode, ventilation method
9、for draw-out, ventilation rate is 36 m3 / min. Tunneling faces using local ventilator pressure into the type. Safe coal mine gas mine, mine gas relative volume of 20.05 m3 / t, the gas extraction method to choose bedding gas extraction. Coal seam gas content is 15.6 m3 / t, the gas extraction rate w
10、as 60%, the gas concentration of 0.8%, after extraction can realize wind exhaust gas to achieve safety mining conditions. The minable seam coal dust explosion tendentiousness, mine spontaneous combustion tendency of coal seam is not easy to spontaneous combustion, adopt the method of grouting (grout
11、ing) fire, if there is a massive USES nitrogen injection and inert gas extinguishing fire. Mineral sheers using wet operation and loading sprinkler operation methods for dust control. Mine water inflow, hydrogeological conditions for the complexity of mine water inflow biggest for 55 m3 / h, minimum
12、 water inflow of 30 m3 / h. Bottom hole in the main adit water storage volume of 480 m3. Choose the choice of rating is close to 80 d. 30 x 6 three type pumps, the rated flow of 80 m3 / h, head is 150 m; The power of 80 kw. Water pump drain phi 150 seamless steel tube (inner diameter 150 mm).Keyword
13、s: The mine ；mashgas ；ventilate ；security前 言本设计贵州省桐梓县平安煤矿通风与安全设计是根据平安煤矿的有效资料及图纸改动后而做出的矿井通风与安全设计。矿井安全通风与安全是保证矿井安全生产的前提。矿井五大灾害（瓦斯、水、火、矿尘、冒顶）必须得到有效的控制，就要对矿井矿通风与安全的做出合理设计。煤矿通风与安全毕业论文（设计）的目的是对大学生大学期间的专业知识掌握和解决实际问题的能力的检验。对于提升自身综合能力和独立思考问题并解决实际问题的能力、实践能力、创新能力和创业能力有非常重要的意义。对于贯彻煤矿安全规程、中华人民共和国安全生产法、中华人民共和国煤炭法
14、也有很重要的意义。此次设计从以下七个方面展开：1 矿井通风系统设计需要解决的问题包括矿井用风量的计算和需风量的调节、矿井通风阻力（风阻）的计算等。2.矿井瓦斯防治：需要解决的问题包括防止瓦斯积聚的措施，防治瓦斯爆炸的措施，防治煤与瓦斯突出的措施，瓦斯抽放设计等。3.矿井水害防治：需要解决的问题包括矿井水患类型及危险程度，水灾防治措施、防隔水煤柱的安全设置、掘进过程中的探放水等。4.矿井粉尘防治：需要解决的问题包括粉尘职业危害，降尘措施，井下消防洒水防尘系统等。5.矿井火灾防治：需要解决的问题包括矿井火灾监测系统的设置、矿井防灭火方法的选择、矿井构筑防灭火建筑的设置。6.矿井安全监测监控系统：需
15、要解决的问题包括矿井监测系统（即传感器）的设置、矿井监测系统的软件和硬件的配置。7.矿井各种避灾路线的确定，绘制设计图纸。 本设计以“预防为主，安全生产”为指导思想，以煤矿安全规程为基础，对平安煤矿的通风与安全作出合理的设计，实现矿井安全生产。 第一章 矿井概况及安全条件1.1 井田概况1.1.1矿井位置及交通情况 1）矿井位置桐梓县地处贵州北部，与四川省、重庆市毗邻，是黔北重要的煤炭基地之一；煤炭主要外销四川、重庆等省、市。贵州省桐梓县平安煤矿位于桐梓县城以北西约25km处，隶属桐梓县九坝镇所辖。地理坐标：东经10639371064335，北纬280920281147。矿区呈北东南西向展布，
16、南起湾底下观音庙，汔火石上猴春坎，全长约6km，平均宽约1.20km，面积约7.20 km2。拟建范围拐点坐标：表1.1.1 平安煤矿区拐点坐标拐点号直角坐标拐点号直角坐标XYXYA3117180.0036368685.00B3117830.0036368485.00C3119420.0036369300.00D3119750.0036369715.00E3119675.0036370617.00F3117270.0036371610.00G3119990.0036372153.00H3120130.0036373073.00I3120050.0036373165.00J3120310.003
17、6373987.00K3119555.0036374340.00L3118541.0036371999.002）交通情况矿区内最高海拔1362.9m（矿区北东黄鳝顶），最低海拔800m（中部条塘河），一般为10001200m，相对最大高差562m，一般为50100m；煤系地层出露最高标高为1176.8m，最低标高800m。根据区域水文地质资料，矿区中部条塘河河谷标高800m为矿区最低侵蚀基准面。矿区内山脉走向整体为北东南西向，主要受区内岩性和构造控制，地势表现为中部低，两端高。矿区以东约25km与川黔线相接，区内有铁路公路相通，交通方便。地形地貌矿区呈北东南西向展布，为低中、高地貌，矿区北高南
18、低，最高海拔+1362.9m，最低海拔+800m。气象矿区属于中亚热带季风气候区，季风体现不明显，气温变化不大，夏无酷暑，冬无严寒。 1.1.2主要自然灾害1.煤层顶底板根据贵州省桐梓县平安煤矿煤层顶底板分析，可能存在的顶底板灾害主要有：1）该矿可采煤层顶板应属较稳定类型，但受开采动压及支承压力的影响，顶板仍可能难以支护，特别是受采动影响的巷道，工作面上下出口等。2）由于该矿煤层倾角较大(平均25)，因此可能产生推垮型的顶板事故，生产中特别加强支架的稳定性，防止支柱倾倒和失稳。3）各煤层底板中因为泥岩或含泥质，遇水会底鼓膨胀，因此加强底板的管理，减少巷道积水并及时清理巷道底板。2.瓦斯矿井属煤
19、与瓦斯突出矿井，会导致瓦斯积聚，瓦斯爆炸等瓦斯事故灾害。3.煤尘鉴定的各煤层有爆炸性，但煤尘仍可能导致如下危害： 对人体的危害：尘肺病；皮肤病；慢性中毒(如铅、汞矿尘)； 煤尘参与爆炸：使人身受到伤害；破坏设备；毁坏矿井设施； 加速机械磨损，减少精密仪表使用时间； 降低工作场所能见度，工伤事故增多。4.煤的自燃鉴定的各煤层均具有自燃倾向。但煤的自燃会导致火灾、CO中毒窒息等事故。5.水灾矿井为平硐开拓，地表水、老空水、断层水、顶底板裂隙水的涌出均是矿井的水患。1）影响生产、威胁采掘工作面及矿井安全；2）淹井伤人，造成财产损失。6.煤与瓦斯突出本矿属煤与瓦斯突出矿井，因此本矿在进行煤与瓦斯突出鉴
20、定前要求按煤与瓦斯突出按“四位一体”进行管理。煤与瓦斯突出事故可以：1）摧毁井下巷道设施；2）破坏通风系统；3）造成瓦斯熏人及爆炸事故；4）人员伤亡、财产损失，给煤矿安全生产带来严重威胁。7.其他灾害地下开采可能引发和加剧以下地质灾害：1）采空塌陷将影响到地表后，在煤层开采影响范围内引发地面塌陷、地裂缝等地质灾害的可能性大，在陡坡、陡崖地段还可能引发滑坡、崩塌；2）矿渣堆放不当，可能引发泥石流；3）采掘中，井巷中产生冒落、垮塌等地质灾害的可能性大；4）加剧现有地裂缝、地面塌陷及古崩滑堆积体发展的可能性大。工程建设本身及住户设施可能遭受地质灾害危险性：地下工程在建设和生产中遭受冒落、垮塌等井下地
21、质灾害的可能性大，对工程及作业人员造成威胁，且危险性大。矿井开采过程中，随着煤层开采面积的增大，须建立对矿区地表的形变监测制度，对井下开采可能引起的地表陡峭地段山体崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害，须采取相应的预防措施。如在地面陡峭地段、岩层松软地段预先打锚杆、锚钉或修筑挡墙加固；在地表仅发生轻微变形、产生微小裂缝地段，也应及时进行填堵等。3.矿井开发情况矿井为新建矿，设计年产量为45万吨/年。矿区位于周市坝向斜北西翼东段，区内未有断裂通过，地质构造复杂程度属中等，煤层层位固定，厚度较稳定，形态简单，稳定可采煤层有C8、C9、C13共3层。井田内划分为一个水平开采，即开拓方式为底板走向平硐单水平上
22、下山开拓，水平标高为+800m。井田内划分为2个采区，回采工作面为1个，掘进头2个。矿井通风方式为分区抽出式。1.2安全条件地质特征1.地层矿区出露地层有二叠系下统茅口组（P1m）、上统龙潭组（P2I）、长兴组（P2c）、三叠系下统夜郎(T1y)、茅草铺(T1m)。现将各地层由老到新简述如下：1）二叠系下统（P1）矿区仅出露茅口组（P1m）的一部分，为浅灰灰白色，厚至中厚曾状细品灰岩，夹燧石团块。厚度大于110160m。2）二叠系上统（P2）(1)龙潭(P2I):是矿区的含煤地层，厚7075m，与下伏茅口(P1m)呈假整和接触。根据岩性组合、含煤性可分为三段：上段：上至长兴灰岩底界，下至C6煤
23、层底界，厚1015m。上部为薄层状生物灰岩夹泥岩及粉砂质泥岩；下部为泥岩、粉砂质泥岩夹生物灰岩及煤。该段含煤23层，其中稳定可采煤二层（C4、C6）。中段：上至C6煤层底界，下至C9煤层底界，厚15m左右。上部为泥岩、粉砂质泥岩家薄层状菱铁矿（岩）及煤线；中部、下部为中厚层状生物灰岩家泥岩及粉砂质泥岩，该层含煤23层，其中可采煤二层（C8、C9）。下段：上至C9煤层底界，下至茅口组顶界，厚2030m。与下伏茅口灰岩呈假整和接触。上部为黑色炭质泥岩、粉砂质泥岩及煤层（线），下部为灰色，含黄铁矿粘土岩。该段含煤23层。(2)长兴(P2c)灰至深灰色中厚层状石灰岩，层间夹炭泥岩，含燧石结核、条带。厚
24、55m。3）三叠系下统（T1）(1)夜郎组(T1y)按其岩性可分为三段，现从老到新简述如下：沙堡湾段（T1y1）:灰绿色、黄灰色泥岩、钙质泥岩。厚38m。玉龙山段（T1y2）:浅灰、灰色薄至厚层状微至细晶石灰岩，顶部见鲕粒灰岩，底部为灰色薄层状泥灰岩。厚110140m。九级滩段（T1y3）：按其岩性组合分为三个亚段：下部：紫红、黄绿、土黄色粉砂质泥岩、泥质粉砂、钙质泥岩、泥岩。间夹薄层状泥灰岩，顶部为黄绿色钙质泥岩。中部：浅灰白色中厚层状细灰晶岩。上部：紫红色、黄绿色钙质泥岩、粉砂岩、泥岩，间夹薄层状泥灰岩。该段总厚160165m。(2)茅草铺(T1m)矿区内仅出露其下部的一部分，为灰色薄层至
25、中厚层状微至细晶石灰岩、白云质灰岩、泥质石灰岩。厚度大于200m。(3)第四系（Q）：为残坡积河床堆积物。厚02m。2.构造矿区位于周市坝向斜北西翼东段，区内未有断裂通过，地质构造复杂程度属中等，煤层层位固定，厚度较稳定，形态简单，稳定可采煤层有C8、C9、C13共3层。区内地层呈单斜状产出，产状稳定，倾向一般为150160，倾角2031，一般为23左右。矿区北东仅发育一走向近北西向，延伸500m的弧形正断层F10，垂直断距25m，位于采区以外100余米，对采区煤矿无影响。煤层及煤质1.煤层1）可采煤层(1)C8煤层产与龙潭组中段底部，厚0.932.20m，局部厚达5.11m，平均2.23m。
26、煤层结构简单，局部夹矸一层，夹矸厚0.10.15m，区内稳定可采。3.煤层顶底板岩性主采煤层顶底板特性详见表1.2.1。表1.2.1 主采煤层顶底板特性煤层顶 板底 板C8粉砂岩粘土岩C9泥岩、粉砂质泥岩泥岩C13泥岩、粉砂质泥岩黄铁矿粘秃岩矿井瓦斯等级、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性1.瓦斯贵州省桐梓县平安煤矿为建设矿井，本按煤与瓦斯突出矿井设计，暂按瓦斯相对涌出量20.5m3/t考虑，今后以实际鉴定为准。2.煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性区内对C8煤层分别做了自然性能实验，从化验结果确定各可采煤层均具有自燃倾向。3.煤与瓦斯突出煤与瓦斯突出危险性资料，该矿未进行煤与瓦斯突出鉴定。鉴于邻近的矿区发生
27、过煤与瓦斯(二氧化碳)突出，因此本矿在进行煤与瓦斯突出鉴定前要求按煤与瓦斯突出按“四位一体”进行管理。本矿井必须尽快请有资质部门进行鉴定，并报主管部门审批。必须时刻注意做好瓦斯突出的预测工作并有煤与瓦斯突出的预防措施，巷道和石门揭煤时必须采取相应的揭煤安全措施。4.地温本井田属地温正常区，无热害影响。水文地质1.区域水文地质概况矿区呈北东南西向展布，为低中、高地貌，矿区北高南低，最高海拔+1362.9m，最低海拔+800m。条塘河从矿区中部山北向南径流，河谷最低标高为+800m。根据区域水文地质资料，条塘河河谷标高+800m应为矿区最低侵蚀基准面。矿区南西侧发育一条由北向南径流的河流，河谷标高
28、为+800m，区内南东侧发育数条溪沟，有利于地表水的排泄。各含水层之间一般没有水力联系，地下水一般限于顺层运动，水源的补给一般也只限于大气降水，矿井涌水量有明显的季节性，雨季稍大，旱季变小。2.地表水矿区南西侧发育一条由北向南径流的河流，河谷标高为+800m，区内南东侧发育数条溪沟，有利于地表水的排泄。3.含水层和隔水层矿区出露地层为三叠西同下统茅草铺组、夜郎组，二叠系上同长兴组、龙潭组下统茅口组，其水文地质特征及对煤矿开采的影响如下：1）茅草铺组（T1m）为薄至中厚层状灰岩、白云质灰岩、白云岩、泥质灰岩。厚度大于200m，含水性较强，但因分布于矿区边缘，且其下有厚大的九级滩段隔水层相隔，在无
29、构造破坏的情况下，对煤矿开采无影响。2）夜郎组（T1y）九级滩段（T1y3）：为粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩、钙质泥岩夹灰岩。厚度160165m。含水性极弱，为一相对隔水层，对煤矿开采影响不大。玉龙山段（T1y2）：为中厚层状灰岩、含泥质灰岩。厚120140m。为岩溶裂隙含水层，含水性中等。虽其下有沙堡湾隔水层存在，但因沙堡湾段隔水层厚度较小，采煤时不应对其破坏。沙堡湾段（T1y1）：厚38m。为泥岩、钙质泥岩，局部夹极薄层状泥灰岩，为一相对隔水层。3）长兴组（P2c）中厚层状含燧石灰岩，层间夹炭泥质。为岩溶裂隙含水层，含水性中等。厚5558m。该层在矿区内大多形成陡岩或陡坡，呈窄长条形分布，
30、出露面积较小，地表岩溶不发育，地表水补给条件不良，对煤矿开采有一定影响。4）龙潭组（P2I）为一套海陆交互相含煤地层，岩性为泥岩、生物灰岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、煤及少量泥质灰岩。厚7075m。据采煤老硐调查，区内采煤老硐大多为潮湿状态，局部有少量滴水、渗水现象，说明含水性较、弱，为一相对隔水层，对煤层开采影响较小。5）茅口组（P1m）为浅灰色、灰色厚层块状灰岩，厚度大于100m。为岩溶裂隙含水层，含水性较强。是含煤岩系的直接底版。区内矿床的充水主要因素为茅口组灰岩、长兴灰岩及煤系三个含水层，均属条带状地下水，分布很不均一，开采过程中易造成矿井突水，威胁较大，应加以注意。玉龙山灰岩含
31、水层为矿井充水的次要因素。此外，小煤窑积水对未来矿井的突水问题，需要注意冒落范围的小煤窑积水的影响而造成浅部矿井的突然充水。大气降水对矿井的补给是间接因素，影响不大，也应注意。第二章 矿井开拓与开采2.1 埋深及开采条件井田开拓1）开拓方式井田内划分为一个水平开采，即开拓方式为底板走向平硐单水平上下山开拓，水平标高为+800 m。2）井口位置及工业场地根据设计，井口位置及工业场地利用矿井现有井筒及工业场地，位于井田东边界煤层露头附近。3）井筒布置及装备根据设计，本设计共有3个井筒，即主平硐、副斜井、风井。(1)主平硐主平硐担负煤炭运输、进风铺设管线等任务，初期长1245m，井筒倾角3，净断面1
32、3.2m2，为半圆拱形巷道，采用锚喷支护，采用皮带运输机运输。(2)副斜井主平硐担负矸石提升、材料及设备下放、进风、行人、铺设管线等任务，井筒长254m，坡度25，净断面12.3m2，为半圆拱形巷道，采用锚喷支护，实际情况选用两种类型的矿车，即CDXT2.8矿车（轨道），用于矸石的提升；MDC3.3.6B材料车。(3)风井风井作回风之用，沿岩层布置，井筒长134m，坡度25，净断面11m2，为梯形巷道，采用锚喷支护，不铺设轨道。井筒数目为3个，井筒特征见表2.1.3。表2.1.3 井筒位置及特征表井筒名称井口座标井口标高(m)井筒方位角()井筒倾角()井筒长度(m)断面形状支护形式井筒断面X(
33、m)Y(m)净(m2)掘(m2)主平硐317178736371376+80033296半圆拱锚喷13.2副斜井311970036369906+110011225254半圆拱锚喷12.3风井311974336369915+110011225134半圆拱锚喷114）井底车场形式及通过能力本矿井开拓方式为平硐开拓方式,不需要专门设置井底车场,只做个简单绕道与主平硐相连即可。5）硐室有变电所6）提升运输方式及设备(1)主平硐主平硐采用皮带运输机运输。(2)副斜井主平硐选用两种类型的矿车，即CDXT2.8矿车（轨道），用于矸石的提升；MDC3.3.6B材料车。(3)工作面工作面采用刮板输送机运煤，回风顺
34、槽回柱绞车JH.8防爆，运送材料及设备。(4)矿车设计选用两种类型的矿车，即CDXT2.8矿车（轨道），用于矸石的提升；MDC3.3.6B材料车。7）水平划分及标高在井田范围内，沿+800标高划分为第一水平，+800至+1100以上为第一采区，+800至+500以下为第2采区。第一采区内沿煤层倾向可分为3个区段，第二采区内沿煤层倾向可分为3个区段，全矿井分为6个区段。8）大巷布置首期开采+800m标高以上为集中片盘斜井方式，不设置大巷，开采下阶段时在+800m标高设置开采水平，布置运输和回风大巷。9）通风方式通风方式为分区式，风井口安设轴流式通风机负压通风。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。
35、10）采区划分在井田范围内，沿+800标高划分为第一水平，+800至+1100以上为第一采区，+800至+500以下为第2采区。11）开采顺序(1)阶段(采区)间的开采顺序井田内划分为采区，采区内煤层（组）间的开采顺序为下行式，即先采上煤层（组）再采下煤层（组）。(2)区段间的开采顺序井田内为单水平上下山开采，先采上山部分再采下山部分。(3)区段内煤组间的开采顺序采区内划分为区段，区段开采顺序为下行式，区段内为走向长壁前进式开采。(4)工作面的推进方式工作面为走向长壁后退式，由井田边界向井筒(下山)方向推进。4.采区布置设计采区采用集中布置。1）采区位置、境界及开采范围首采区为一采区，位于井田
36、范围内+800标高以上，浅部以煤层露头风氧化带及小窑破坏边界为界，深部以+800m标高为界，其余以井田边界为界，开采井田范围内+800m标高以上的C8、C9、C13煤层。2.2开采储量及服务年限贵州省桐梓县平安煤矿为新建矿井，为底板走向平硐单水平上下山开拓方式，设计生产能力45万t/a。1.资源量矿区范围内共获C8、C9、C13煤层的资源量3597万t，C8煤层1707万t，C9煤层1010万t、C13煤层880万t。矿井储量计算结果见表2.2.1。表2.2.1 各煤层工业储量见下表块 段 编 号煤层平均倾角()煤厚(m)面积(km)平均容重(t/M)储量(万 t)合计(万 t)备注平均厚度（
37、m）平面积斜面积3323597C8252.234.4484.9071.561707C9251.424.4484.9071.451010C13251.184.4484.9071.528802.设计能力及服务年限1）矿井工作制度按煤矿设计规范有关规定工作制度。矿井设计生产能力按年工作日300天记算，每昼夜工作班数为三班制。每班工作8小时。采用两班采煤，一班准备。每天净提升时间为16小时。2）矿井设计生产能力初步确定矿井为中型矿井，设计年生产能力为45万t/年。3）矿井可采储量及服务年限初算本矿井的年产量及服务年限，根据本矿井的工业储量为3597万t，(表2.2.2)，通过用矿井（或水平）可采储量Z
38、K计算矿井（或水平）的设计生产能力和服务年限，最后确定矿井的设计年生产能力为45万ta，设计服务年限为 43年a。 表2.2.2 可采储量计算表 单位：万t煤层编号工业储量(万t )煤的损失量(万t) （按工业储量的5%计算）采区回采率()可采储量(万t)C81707.185.40.81297.4C91010.550.50.8768.0C13880.344.00.8669.0总计3597.8179.90.82734.42）采区生产能力矿井设计生产能力45万t/a，设计用1个采区1个工作面满足其年产量，故每个采区生产能力为45万t/a。采区参数见下表2.2.3。表2.2.3 采区参数表分段垂高(
39、m)可采煤层面积(km2)保有储量(万t)可采储量(万t)服务年限(a)一采区300C8、C9、C1313.33597.82734.4433）采区巷道布置在井田范围内，沿+800标高划分为第一水平，+800至+1100以上为第一采区，+800至+500以下为第2采区。4）采区车场及硐室本矿井开拓方式为平硐开拓方式,不需要专门设置井底车场,只做个简单绕道与主平硐相连即可，充电硐室。5）采区生产系统(1)运煤煤层煤从8101工作面(刮板输送机)8101运输顺槽(皮带输送机)运输石门溜煤眼运输上山主平硐地表。(2)运料地表轨道上山回风石门8101回风平巷顺槽8101工作面及9101掘进头。(3)通风
40、新鲜风流经主平硐(副斜井)运输上山运输石门8101回风顺槽8101工作面8101回风顺槽回风石门回风斜井引风道地面。(4)排水回采及掘进工作面涌水，通过自流或使用污水泵，排入各斜井井筒，流入+800m水平主平硐，然后自流至矿井主工业场地污水处理站。(5)供电井下供电由地面变电所到井下经大巷到采区变电所，然后由采区变电所分配到各用电点。6）掘进工作面正常生产期间配备2个掘进工作面，采掘比为1:2。掘进工艺为机掘。7）采掘机械配备采掘工作面主要设备配备见表2.2.4。表2.2.4 采掘机械设备配置表序号设备名称型号数量（台）单价（万元）总价（万元）一采煤机4MG200.W11135135二刮板输送
41、机SGB.630/15016060三转载机SZD.630/75115.9815.98四胶带输送机STJ800/1321120120五乳化液泵XRB.2B80/15011.0451.045六输送机移置器YT4.6A200.0430.86七煤电钻MZ.12A20.0610.122八调度绞车JD.11.420.941.88九支柱DWX37500.06120十绞接顶梁HDJA.12007500.00836.225合计466.1125.采煤方法1）采煤方法设计采用底板走向平硐单水平上下山开拓。2）回采工艺、工作面支护及顶板管理采煤工作面设计采用普采落煤。(1)落煤方式：采煤机。(2)运输方式：刮板输送机
42、运煤。(3)支护方式：工作面采用DZ22.30/100型外注式单体液压支柱。根据采面片帮情况，在片帮地段打设临时贴帮柱，柱距1.6m。上下出口(端头)采用单体支柱及金属绞接顶梁加强支护或采用6米4根矿用22kg/m工字钢，交错抬棚加强支护，并保持出口畅通。运输、回风巷离工作面20米范围内采取加强支护的措施，可在两架棚之间增加一架棚或采用单体支柱或设巷道走向抬棚支护。(4)顶板管理：采用全部陷落法管理顶板，“四、五排”控顶，最小控顶距4.2m，最大控顶距5.2m。放顶线采用密集支柱、丛柱切顶，采用回柱绞车回柱。3）工作面循环方式、作业方式的选择采用三班制，两采一准，工作面长140m，日循环进度3
43、.6m，循环完成率75%，年进度约1080m。4）工作面年生产能力验算首采工作面产量计算如下：A= LV0MC0式中：A 工作面产量，万ta；V0 工作面年推进度，ma；该工作面每年生产时间为300天；每天割煤刀数为6刀，采煤机的截深为0.6m;所以工作面年推进度为1080m。M工作面平均采高，m；L工作面长度，m；煤层容重，tm3；C0工作面回采率；所以该采煤工作面的年产量为A=14010802.231.560.95=49万t。因此一个采煤工作面的年生产能力能够满足矿井的设计生产能力。2.排水设备井底水仓中的水泵选择PJ型高扬程多级离心泵PJ2003型水泵三台,一台工作,一台检修，一台备用。
44、流量420 m3/h，转速1480(r/min)，电机功440(kW)率，排水管直径=200mm。4）井下供配电矿井地面工作容量701kw，井下工作容量为201kw；地面设备视在负荷725.62kvA，井下设备视在负荷153.24kvA。选择1台容量为350kvA的S9350/10，10/0.4和500kvA的S9350/10，10/0.4型变压器供地面设备，变压器中性点接地；选择2台容量为250kvA的KBSG.25010,100.69kV，250 kVA型变压器供井下其他设备，变压器中性点不接地，另选择1台50kvA的KBSG.5010,100.69kV，50 kVA变压器作为局部通风机的专用变压器，变压器中性点不接地。自地面引二回下井电缆至井下配电点，铺设方式为电缆挂钩铺设。在主平硐，区段石门、工作面运输和回风顺槽等巷道内设