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矿井通风与安全技术毕业论文

矿井通风与安全技术毕业论文

前言------------------------------------------------------------------------------------------3

第一章矿区概况及井田地质特征--------------------------------------------------------4

第一节矿区该况-----------------------------------------------------------------------4

第二节井田地质特征-----------------------------------------------------------------5

第三节井田境界------------------------------------------------7

第二章采煤方法及回采工艺------------------------------------------8

第一节采煤方法的选择------------------------------------------8

第二节回采工艺设计--------------------------------------------9

第三节设备配置-----------------------------------------16

第四节生产运输系统-------------------------------------------18

第五节通风系统-----------------------------------------------19

第六节瓦斯抽放系统-------------------------------------------21

第七节瓦斯防治-----------------------------------------------22

第八节综合防尘系统-------------------------------------------24

第九节防止煤层自然发火技术-----------------------------------25

第十节排水系统-----------------------------------------------27

第十一节供电---------------------------------------------28

第十二节通讯、照明---------------------------------------29

第三章劳动组织及主要技术经济指标---------------------------------30

第一节劳动组织-----------------------------------------30

第二节作业循环----------------------------------------31

第四章煤质管理--------------------------------------------33

第一节煤质指标和要求-----------------------------------------33

第二节提高煤质措施-------------------------------------------33

第五章安全技术措施-----------------------------------------------34

第一节一般规定--------------------------------------------34

第二节顶板----------------------------------------------34

第三节防治水-------------------------------------------------40

第四节“一通三防”及安全监控----------------------------------40

第五节运输----------------------------------------------44

第六节机电-----------------------------------------------45

第七节其它-------------------------------------------------49

第六章灾害应急措施及避灾路线-------------------------------------50

第一节事故发生后的处理程序-----------------------------------50

第二节应急救援的方针及原则-----------------------------------51

第三节发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故的避灾路线-----------------51

第四节水灾避灾路线-------------------------------------------52

结束语------------------------------------------------------------------------------------------53

参考文献----------------------------------------------------------54

前言

采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对学生成绩的最终考核，其目的是使学生深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节之间的相互联系和制约关系，培养学生综合运用各门学科的理论知识，分析和解决采矿工程技术问题的能力；培养和锻炼学生独立地进行学习和工作的能力；培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力；进一步训练撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能。

矿井设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学的系统工程，虽然本次设计题目中存在一些理想化的条件，但是通过这次设计，我已经基本掌握了设计的方法和步骤，培养了搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力，提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力。

这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。

本次设计的参照矿井是义马煤业集团千秋煤矿，通过在矿生产科的基本实践学习，对该矿的情况有了一个比较全面的认识。

本次设计就是在千秋煤矿实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据，按照指导老师的要求作了一些改动后，对23011综放工作面初步设计。

其主要容包括：

通风与安全技术等五个方面。

本设计以《毕业设计论文大纲》为依据，按照《安全规程》的要求，经过查阅相关资料和老师的精心指导而完成,由于本人知识结构的限制和设计能力有限，设计中难免有不妥和错误之处，恳请审阅老师批评指正。

第一章矿区概况及井田地质特征

第一节矿区该况

1．1地理位置

义马煤业集团阳光煤矿位于市渑池县境，紧邻—霍尔多斯高速公路，310国道和临陇海铁路。

本矿有铁路专线与其相连。

井田位于东经111°45′11″--111°51′05″，北纬34°41′36″--34°43′16″。

矿区公路、铁路的交通十分的便利，

矿区交通位置示意图见图：

1.2矿区开发史及生产建设规划

本矿区地质条件较为简单，但是埋藏较深，并且前几年小煤矿私挖滥采较严重。

根据《义马煤业集团矿区规划意见》，决定对阳光煤矿采用一对立井双水平上下山开拓，以综合机械化放顶煤为主，炮采次之。

电力来源：

国家华中电网及集团公司3.5万KV变电站。

矿区部交通运输便利，建设用材料来源广泛，材料较为充沛。

第二节井田地质特征

井田的地质情况：

本井田主要地层有：

三叠系、侏罗系、白垩系、第三系、第四系。

综合柱状

2.1井田附近主要地质构造

阳光井田位置属于华北板块崤熊构造区北带西端，南以硖石—义马逆断层，东北以岸上平移断层和西北的扣门山断层、灰山断层等为界所围成的三角形断块，义马向斜不整合其上。

井田围渑池---义马向斜为区的主要构造单元。

它处于北秦岭纬向构造带与北东向中条弧形构造带的夹持部位。

其生成、发展和变形受东西向构造的控制

2.2煤层及其顶底板岩性

井田只有二1煤层。

矿井开采为中侏罗系义马组煤层。

该煤层厚度变化较小，厚度在8.05m—10.95m之间，一般在9.5m左右，煤层倾角12º。

根据井田钻孔资料显示，该煤层自北向南倾斜。

中间无夹矸，可采性系数Km=1。

根据《煤、泥炭地质勘察围》（DZ—T0215—2000），煤层稳定程度类型的划分，该井田应该划分为较稳定煤层。

该煤层顶板为深灰---浅灰色炭质泥岩，底板为浅灰色粉砂岩、砾岩为主。

二1煤为黑色块状，一半亮型—半暗形为主，属于长焰煤类。

2.3水文地质特征

本井田主要地表水受涧河及雨季地表水、地下水的影响。

矿井预计正常涌水量275m3/h,实际涌水量60--90m3/h。

目前，矿井最大排水量为720m3/h。

2.4瓦斯、煤尘和煤的自燃情况

瓦斯绝对涌出量为1.97m3/min,愈向深部则有增加的趋势，局部无高瓦斯区。

瓦斯在断层附近涌出量明显增大。

煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数47.29﹪。

煤自然发火期等级为二级，属于易自然发火煤层。

水文地质条件明细表

影响

回采

工作

地质

资料

最大涌水

275m

/h

正常涌水

60---90m

/h

地温

正常

地压

正常

瓦斯

相对涌出量为6.42m

/t

煤尘

具有爆炸危险性，爆炸指数47.29%

自燃

自燃等级二级，煤的自燃发火期最短为40天

2.5煤质特征

本井田煤层煤质为：

灰分19.16﹪，净煤灰分5.73﹪，含硫量1.32﹪，发热量平均26MJ/kg，容重1.4m3/t，属于长焰煤，含砷1.9ppm，含磷0.064﹪。

该煤主要用于动力用煤和民用燃料。

煤的工业分析表

序号

煤层

名称

水分

（W/%）

牌号

灰份

（A/%）

挥发份

（V/%）

含磷量

（P%）

含硫量

（S/%）

胶质层厚

（Y/m）

发热量（Q/J/g）

1

二1

0．78

长焰煤

19.16

12．90

0．064

1.32

0

4892

第三节井田境界

3.1井田境界

本井田西以F3—9断层为界，西以F3—4正断层和F5—6逆断层为界，南以F16断层为界。

井田坐标：

东西X=3757600—37576500,Y=384200---384600。

边界拐点有五个，见表：

表3-1-1井田境界控制点一览表

拐点序号

经度坐标（X）

纬度坐标（Y）

A

37753100

38342000

B

37576600

38342000

C

37576000

3846000

D

37573650

3846000

E

37573000

3844500

走向最大值为3150m，最小值为2950m，平均为3100m；倾向为4000m，井田面积为1228km2,倾角为12º。

3.2井田境界周围情况

本井田西侧以F3—9断层为界，为耿村煤田；南部以F16断层为界，为跃进煤田；东侧为北露天井田。

3.3井田储量

矿井可采储量汇总表

开采水平

煤

层

名

称

工业储量（Mt）

矿井设计储量（Mt）

矿井可采储量

煤柱损失（Mt）

设

计

储

量

设计煤柱损失（Mt）

可

采

储

量

断

层

境

界

构

筑

物

其他

工业

场地

井下巷道

其他

合计

二

16300

350

145

0

0

1488.296

922.314

37.24

0

11906.488

本矿井年产量及服务年限：

井型为150万t/a的矿井的服务年限不得小于60年，该矿井经计算后的矿井服务年限为82年

第二章采煤方法及回采工艺

第一节采煤方法的选择

本设计工作面位于井田的东翼，该带区位于井田北部，煤层较为稳定，带区走向长约800m，倾向长度约900m，该区是东部边界附近的一个辅助采区。

煤炭开采方法很多，目前常用的是长壁采煤法。

该工作面主要适用的有走向长壁分层综采采煤法，走向长壁综采放顶煤采煤法，走向长壁倾斜分层炮采放顶煤采煤法。

通过比较综放开采有以下优点:

1、较容易实现高产的厚煤层采煤工艺；

2、综放巷道掘进率低，万吨掘进率比分层开采要低50%～60%，巷道维护条件能有所改善，可以明显缓和煤矿采掘衔接；

3、工作面搬家次数相对少，综放工作面每生产百万吨煤的工作面搬家次数比分层开采可减少一半以上，提高了综放成套设备的有效使用率，提高单套设备的年产量，减少搬家费用；

4、提高工作面的效率，减少了采掘运输队伍人员，以及全矿生产集中生产从而减少了辅助工人数；

5、占综放工作面产量一半以上的顶煤是利用矿压破煤、自重放煤，所以能源动力消耗最少；

6、综放与分层综采相比，材料消耗大量减少；

7、综放比一般综采明显降低吨煤成本；

8、利用矿压破碎顶煤，大于25mm的块煤可提高17%～18%。

综放开采的缺点:

1、煤炭损失多；

2、易发火，实践表明：

除黄泥灌浆、提高工作面掘进速度外，再及时喷注阻化剂，向采空区注入氮气，采用现代高位、中位和低位瓦斯抽放技术，能有效的阻止采空区发火；

3、煤尘大，解决方法：

除在放煤窗口设喷雾装置外，还可采用煤体预注水湿润法；

4、瓦斯易积聚，防止瓦斯易积聚的方法：

瓦斯抽放，必要时分层抽放；合理配风，保证风量，同时加强监测手段以及生产技术管理。

因此该工作面选择采煤方法为综采放顶煤采煤法。

第二节回采工艺设计

2.1、煤层赋存条件

本矿井煤层倾角在12°之间，煤层厚度平均9.5m，煤层结构相对简单，煤质为中灰低硫贫瘦煤，坚硬系数f<1.3，直接顶为泥岩，次为炭质泥岩，厚度一般为5～7m，老顶为大占砂岩，距煤层顶0～10m，底板多为砾岩或粉砂岩，厚度为5～6m。

表2-2-1工作面煤层顶底板情况表

顶底板

名称

岩石名称

厚度/m

特征

基本顶

砾岩、砂岩

细砂岩、粉砂岩

177m—268m

由西向东变厚

直接顶

泥岩

29.7m—34.6m

分布稳定

伪顶

无

无

直接底

煤矸互层、炭质泥岩、

泥岩、含砾泥岩

粉砂岩

煤矸互层：

0—2.0m

炭质泥岩：

0—2.9m

泥岩：

0—1.5m

分布不稳定

基本底

泥岩或细砂岩

泥岩0—4.5m

细砂岩0—11.6m

不稳定

表2-2-2煤层情况表

煤层厚度/m

6.36m

煤层结构

复杂

煤层倾角/（0）

120

开采煤层

二煤

煤种

长烟煤

稳定程度

较稳定

煤层

情况

描述

该工作面回采的煤层为黑色块状及粉末状，结构复杂，

煤体干燥，疏松破碎，极易自燃，煤体类型为半亮型-半暗型。

全层有益煤厚6.36米，煤层厚度变化不大，灰分平均16.75%，硫分平均0.53%。

表2-2-3影响回采的其它地质情况

瓦斯

工作面回采期间瓦斯绝对涌出量可达20—26m3/min

煤尘爆炸指数

工作面煤尘爆炸指数为44.57%，

煤的自燃倾向性

工作面煤极易自燃，自然发火期1—3个月，最短15天。

地温的影响

工作面温度小于260，无热害区。

冲击地压危害

工作面采深较大，地压现象明显，巷道变形较严重

2.2、生产技术条件

该面采用综合机械化采煤工艺，工作面长度为140m，平均采高6.36m，采放比1：

2，采煤机截深600mm，工作面斜巷断面为梯形，端头支护采用ZZ400/17/35型支撑掩护式支架支护。

2.3、综采工作面回采工艺设计

1）、工作面的支护设计

合理支护强度的计算。

按采煤工作面质量标准规定，23011工作面支架需要承受的负荷为8倍采高的岩石重加最大厚度的顶煤重。

顶板压力Q=8×采高×岩石重力密度×工作面长×支架最大控顶距

=（8×2.6×25×128.5×7.04）KN

=470413KN

工作面共有ZF6400-18/28型中间架84架，ZF5500-18/28中间架3架，ZTF5600-21/30型过渡架3架和ZFGq5600-18/30型过渡架3架。

工作阻力F=（6400×84＋5500×3＋5600×3＋5600×3）KN

=536500KN

可见F＞Q，所选支架的工作阻力符合要求

2）、超前支护计算。

依据下列公式对超前30米的顶板压力进行计算：

q=4/3×γ×a2/f

式中γ—煤的重力密度取14KN/m3

a—巷道跨度的1/2

f—煤的坚固系数，取1.5。

q=4/3γa2/f=（4/3×14×2.4×2.4÷1.5）KN/m3=71KN/m3

20米的超前压力为Q采=q×30

Q采=71×30KN=2130KN

选用工作阻力为300KN的单体支柱应支单体柱数为

N=Q采/F支=2130/300=7.1根

根据规程规定应支数量为43根，选用DZ—3.15型，工作阻力为300KN的单体支柱，远远超过理论数量。

表2-2-4同煤层矿区观测选择或预计本工作面矿压参数参考表

序号

项目

单位

同煤层实测

本面选取或

预计

1

顶底

板条

件

直接顶厚度

m

19.8m—31.2

18.2—29.7

基本顶厚度

m

直接底厚度

m

2.1

2.9

2

直接顶初次跨落步距

m

3

初次

放顶

来压步距

m

63

63

最大平均支护强度

KN/㎡

593

最大平均底板移近量

㎜

来压显现程度

中等

中等

4

周期来压

来压步距

m

40—50

40—50

最大平均支护强度

KN/㎡

593

最大平均底板移近量

㎜

来压显现程度

中等

中等

5

平时

最大平均支护强度

KN/㎡

593

最大平均底板移近量

㎜

6

直接顶悬挂情况

m

7

底板允许比压

MPa

8

直接顶类型

类

Ⅰ

Ⅰ

9

基本顶级别

级

10

巷道超前影响围

m

20－30

20－30

2.4、综采设备选型

表2-2-5采煤机参数表

型号

采高（m）

截深（mm）

倾角（°）

滚筒直径（m）

功率（kw）

MXA300/3.2

2～3.2

600

0～40

1.6

300

表2-2-6刮板输送机参数表

型号

长度（m）

运输能力（t/h）

刮板链速（m/s）

链条形式

SGW—180

180

500

0.92

单链

注：

S代表输送机；G代表刮板式；W代表可弯曲；D代表单链；180代表功率（kw）

表2-2-7压支架参数表

型号

支撑高度（m）

中心距（mm）

工作阻力/初撑力（kw）

适应倾角（°）

ZFS6200/18/35

1.8～3.5

1500

5232

<25

2.5、作业方式

割煤方式：

双向割煤往返一次，完成两个循环。

进刀方式：

工作面端部割三角煤斜切进刀方式。

图2-2-1进刀方式示意图

（2）综采放顶煤工作面的主要工序为：

割煤→装煤→运煤→伸前梁→移溜→拉架→清煤→割三角煤进刀→放顶煤

回采工作面实行“二采一准”的作业方式，在采煤班进行“落、装、运、支、移”和“放顶煤”等工序，准备班进行设备检修、推移机及伸缩运输巷胶带输送机、回收运输巷和回风巷支架、平巷超前支护等工作。

劳动组织为综合工种联合作业。

图2-2-2工作面布置图

图2-2-3正规作业循环图

第三节设备配置

3.1、机电设备技术参数

表2-3-1机电设备技术参数表

序号

名称

型号

功率/KW

单位

数量

1

采煤机

MXG—480H

498.5KW

部

1

2

前部输送机

SGZ—800/400

2×200KW

部

1

3

后部输送机

SGZ—800/500

2×250KW

部

1

4

转载机

SZZ—800/250

250KW

部

1

5

破碎机

PCM1500

200KW

部

1

6

乳化液泵

DRB—200/31.5

125×2KW

台

2

7

喷雾泵

BPW320/10M

75×2KW

台

2

8

带式输送机

SSJ—1200A（M）

3×185KW

部

1

9

水泵台217×3660上巷一台、下巷一台

17×3KW

台

4

10

回柱绞车YD225S—8台217×2660机头机尾各一台

YD225S—8

18.5KW

台

2

3.2、液压支架技术参数

工作面配备：

MXG—480H采煤机一台；ZF6400-18/28型中间架76架，ZF5500-18/28中间架3架，另安装ZTF5600-21/30型过渡架3架和ZFGq5600-20/30型过渡架3架；SGZ—800/400型、SGZ—800/500型刮板输送机各一部。

表2-3-2支架参数表

支架型号

初撑力

KN

工作阻力KN

高度/㎜

长×宽

mm×mm

数量

ZF6400/18/28

5160

6400

1800—2800

6417×1500

76架

ZF5500/18/28

3945

5500

1800—2800

6260×1500

3架

ZTF5600/21/30

5232

5600

2100—3000

7610×1500

3架

ZFGq5600/18/30

5232

5600

2000—3000

7610×1500

3架

3.3、主要设备布置

1、23011下巷：

SZZ—800/250型机1部，PCM200型破碎机1部，

SSJ—1200A（M）型带式输送机1部，各种低压开关、绞车。

2、23011上巷：

BPW320/10M喷雾泵2台，DRB-200/31.5乳化液泵2台；各种低压开关、绞车。

一、乳化液泵站

（一）泵站型号、数量

阳光煤矿23011综放工作面配备乳化液泵站型号为DRB-200/31.5，2台。

（二）泵站设备位置

泵站安设：

在23011上巷，距工作面100米左右。

附图：

23011综放工作面设备布置示意图

第四节生产运输系统

4.1、运输设备和运输方式：

表2-4-1运煤设备

运煤设备

型号

装转方式

前部输送机

SGZ—800/400

自动

后部输送机

SGZ—800/500

自动

转载机

SZZ—800/250

自动

胶带输送机