矿井通风安全毕业实习报告.doc

第一章 矿井开拓开采及技术条件第一节 矿井概况一、地理概况1交通位置大方县凤山乡大营煤矿位于大方县城北东向，线距30km，行政区划隶属大方县凤山乡管辖。矿区地理坐标：东经10543141054400，北纬271258271338，矿区面积1.9109km2。大方现有321、326国道和贵毕(贵阳一毕节)、大纳(大方一四川纳漫)高等级公路贯穿全境，交通方便，见交通位置图：图11。2地形地貌矿区位于云贵高原东北部，区内地势总体呈东高西低，属侵蚀、剥蚀高中地貌；冲沟较多，呈树枝状展布，主要冲沟的走向与地形坡向基本一致。最高点位于矿井中部大营山顶，海拔+2093.1米，最低点位于南部边界中部的冲沟中，海拔为+1765.0米，相对高差328.1米。3气候条件矿区属北亚热带季风温湿气候类型，具有多云寡照，气候温凉，雨水集中于4月下旬至10月，风的季节变化显著等特点。年平均气温11.8，相对湿度为84%，年平均日照数为1335.5小时，总云量8.0成，年降雨量1180.8毫米，无霜期254天，年平均风速为2.7m/s，年静风率18%，全年主导风向为东南风。总的特点为冬长夏短、春秋相近，阴天雨天多，日照时数少。4地震烈度根据中国地震动参数区划图（GB183062001），矿区地震烈度为度，地震动峰值加速度为0.05g。本区及其邻近区域近年来未发现有强地震活动，矿区属无震害区，区域稳定性良好。二、主要自然灾害本区地形复杂，局部范围存在滑坡、崩塌、泥石流等地质灾害隐患，故应根据地质灾害评估的要求做好灾害防范工作。图1-1 交通位置示意图矿区位置 第二节 井田开拓大方县凤山乡大营煤矿由大方县凤山乡高原煤矿、大方县凤山乡大路边煤矿三号井、大方县凤山乡白岩脚煤矿三个矿井资源整合而成，原三个矿的生产规模均为3万吨/年。采用斜井开拓方式，共设计三个井筒，主斜井、副斜井及回风井。回风井不变更，上段利用原白岩脚煤矿的风井进行改造，井口坐标：x=3012786.0，y=35571411.0，z=1818m，方位角232，倾角29。改造后继续延伸至+1678m水平标高。副斜井，井口坐标：x=3013148.0，y=35571226.0，z=1826.7m，方位角269，倾角29。从煤层顶板依次揭穿M8煤层、M11煤层，掘至M11煤层底板1678m标高后落平，然后作井底车场。主斜井位于副斜井北侧约34m，井口坐标：x=3013188.0，y=35571212.5，z=1821.3m，方位角269，倾角16。同样从煤层顶板依次揭穿M8煤层、M11煤层。主斜井掘至1678m水平标高后落平，然后作井底联络巷与井底车场连通构成系统，然后在主、副斜井井底作井底车场及中央水仓。利用原来布置在M8煤层中的运输上山作为总回风上山，在距M8煤层底板10m左右的岩层中沿煤层底板走向布置一采区运输下山，过采空区后揭M8煤层后沿煤层伪倾斜掘至采区边界，一采区轨道下山及一采区回风下山均布置在M8煤层中，平行于运输下山。第三节 矿井开采方法一、采区划分1水平划分设计全矿井划分为一个水平开采，水平标高+1678m。2采区划分全矿井共划分为二个采区开采，M8煤层为一采区，M11煤层为二采区。3煤层开采顺序煤层间的开采顺序为：首先开采M8煤层，然后再开采M11煤层。4采区接替关系采区之间的开采顺序为：一采区二采区。5采区划分的依据及其合理性该矿井井田走向长约1200m，倾斜宽为1460m，留设村寨煤柱、公路煤柱、井田边界煤柱和井筒煤柱后，走向长约1100m，倾斜宽约1100m，矿井设计能力30万吨/年，故每个煤层分别划为一个采区比较合理，全矿井共划分为二个采区，M8煤层为一采区，M11煤层为二采区。二、主要巷道布置层位(1)布置原则1)井底车场巷道及硐室应布置在坚硬稳定的岩层中，不得布置在有突出危险和冲击地压的煤层中。2)开拓巷道和永久硐室不得布置在有突出危险和冲击地压的煤层中。3)采用倾斜分层或水平分层采煤法时，采区上下山应布置在岩石中或不易自燃煤层中。4)开采容易自燃和自燃的单一厚煤层或煤层群的矿井，集中运输大巷和总回风巷应布置在岩层内或不易自燃的煤层内；如果布置在容易自燃和自燃的煤层内，必须砌碹或锚喷。5)井下每一个水平和各个采区都必须有2个便于行人的安全出口，并与通达地面的安全出口相连接。井口及工业场地选择在该矿井田西部的平缓坡地上，采用斜井开拓，施工主井、副斜井和风井。主井内铺设皮带，担负矿井煤炭运输任务；副斜井安设绞车，担负矿井矸石、材料、设备运输及进风、管线铺设任务；回风井主要担负矿井专用回风任务。原煤通过矿车运至工业场地，然后装车外运。（2）本矿巷道布置层位三条井筒均穿层布置在龙潭组煤系地层中，围岩情况较稳定，采用砌碹及锚网喷支护。井底车场布置在M11煤层底板岩层中。二采区三条大巷均布置在M11煤层底板岩石中，距M11煤层10m左右。第四节 矿井供电与通讯一、供电（一）供电电源矿井设计采用双回路供电，I回：引自大方县110/10KV变电站第一母线段 ，采用LGJ120型导线，距离约7km；II回：引自大方县110/10KV变电站第二母线段，采用LGJ120型导线，距离约7m。该变电站容量为40MVA，上级电源有双回路，采用并列运行方式，电源可靠，矿井用电有保障。图5-4-1 电源地理接线图（二）地面供电变电所降压后以380V电压向主斜井皮带、副井绞车、主要通风机、瓦斯抽放泵等地面其它设备供电，供照明的电压为220V。以上供电均由变电所低压开关柜控制。（三）井下供电在井下设一变电所，内设2台KBSG630/10/0.69变压器向井下动力设备供电，设1台KBSGZY-250移动变电站单独向采煤机供电，另2台KBSG200/10/0.69变压器专门向井下局部通风机供电。（四）井下照明在井下绞车房、配电室、水泵房、井底车场和皮带运输机机头等地点设固定照明。（五）供电负荷全矿共安装设备共69台，其中工作54台，设备总容量2277.6kw，其中工作容量1621.2kw；计算有功负荷为1177.7kw，无功负荷1076.7kvar，视在负荷1604.3kVA，矿井年耗电6995538kwh，综合电耗为23.3kwh/t煤。矿井负荷统计详见表541。（六）10KV母线上无功功率补偿计算补偿前功率因数：Cos00.75补偿后功率因数：COS0.9将自然功率因数从Cos0提高到COS时，所需补偿容量为：QP(tan0- tan)P()1177.7(468.7kvar根据计算取补偿电容480kvar，补偿后功率因数Cos0.91表541 矿井负荷统计表序号负荷名称电压(v)设备数量设备容量(kw)需用系数costg最大负荷全部(台)工作(台)全部(kw)工作(kw)有功(kw)无功(kvar)视在(kvA)一地面1照明22020200.70.90.48414.0 6.8 2主扇3802136018010.780.802180.0 144.4 3瓦斯泵房3804230015010.780.802150.0 120.3 4主井皮带380111501500.60.80.7590.0 67.5 5主井绞车380111101100.60.80.7566.0 49.5 6矿灯充电380211050.60.80.753.0 2.3 7机修车间38013131151150.60.71.0269.0 70.4 8洗衣房38022660.60.71.023.6 3.7 9木工房3804421.521.50.60.71.0212.9 13.2 10污水处理站380211880.60.71.024.8 4.9 11压风机3802122011010.80.75110.0 82.5 小计33261331875.5703.3 565.4 902.4 二掘进面1局扇66042603010.80.7530.0 22.5 2电煤钻127323.62.40.40.71.021.0 1.0 3探水钻66021840.40.80.751.6 1.2 4锚杆机66022440.40.80.751.6 1.2 5混凝土喷射机660115.55.50.40.80.752.2 1.7 6调度绞车6604445.645.60.40.80.7518.2 13.7 7潜水泵660224.44.40.40.71.021.8 1.8 小计1814131.195.956.4 43.0 70.9 三主要设备1轨道上山绞车6601122220.70.750.88215.4 13.6 2运输上山运输机6601180800.70.750.88256.0 49.4 3中央水仓水泵660322251500.70.750.882105.0 92.6 4采区水仓水泵6603245300.70.750.88221.0 18.5 小计86372282197.4 174.1 263.2 四采面1乳化液泵66021150750.60.61.33345.0 60.0 2刮板运输机6601155550.60.61.33333.0 44.0 3刮板转载机6601130300.60.61.33318.0 24.0 4胶带输送机6601144440.60.61.33326.4 35.2 5调度绞车绞车6601111.411.40.60.61.3336.8 9.1 6煤电钻127323.62.40.60.61.3331.4 1.9 小计97294217.8130.7 174.2 217.8 五预选采煤机1140111501500.60.61.33390.0 120.0 150.0 合计69542277.61621.21177.7 1076.7 1604.3 补偿前功率因素0.75补偿后功率因素0.91补偿电容480kvar（六）变压器选择1、功率因数计算全矿总的有功功率: 1621.2kw；总的无功功率: 1177.7kvar总的视在功率: 1604.3KVA自然功率因数cosz= 0.752、变压器选型计算（1）局部通风机专用变压器计算SB=KSKXPE/COSkVA10.888/0.75=93.9（kVA）式中：PE 井下局扇额定功率之合，88kw；COS-平均功率因数，0.75。 KS-同时系数，1.0；Kx-需要系数，0.8；根据上述计算，选取两台KBSG-200/10/0.69型变压器向井下局部通风机供电。（2）井下其它设备变压器计算SBKSKXPE/COSkVA0.80.6709.1/0.75453.8(kVA）式中：PE 井下除局扇和采煤机外的所有用电设备额定功率之合，947.1-88-150=709.1kw (井下总额定功率797.1kw，局部风机额定功率88kw)；COS-平均功率因数，0.75。KS-同时系数，0.8；Kx-需要系数，0.6；根据上述计算，配备两台KBSG630/10/0.69型变压器向井下采、掘工作面及泵房等用电设备供电。（3）井下移动变电站井下移动变电站专供采煤机用电，采煤机总容量为150kw，工作负荷150kw。rrKcosw 1500.60.75 120Kw，考虑富余，选用KBSGZY-250移动变电站。式中：cosw补偿前功率因素，取0.75； K负荷系数，取0.6；r井下该变压器供电的所有用电设备有功功率。（4）地面设备变压器计算地面变电所主变压器必须为两台，当一台故障时，另一台必须保证安全和原煤生产负荷，且不小于全部负荷的75%。即每台变压器的容量为：SB0.75PE/COSkVA 0.75875.5/0.7=938（kVA），式中：PE 由变压器供电的所有用电设备额定功率之合，875.5kw；COS-功率因数，0.7；根据上述计算，选取两台S11-800/10/0.4型变压器供地面设备用电。（七）矿井供电线路安全载流量及压降校核1、安全载流量校核全矿计算电流：I=1621.2（100.933）=100.3A线路LGJ-120允许载流量：环境温度25时为275A（查表），考虑环境温度30时温度校正系数0.95，则Ix=2750.95=261.25I=100.3A2、线路压降校核LGJ-120线路单位负荷矩时电压损失百分数：当cos=0.95时为0.395%MW.km（查表），则供电线路压降为U1%=1.621270.395%=4.5%5%其中：矿井运行有功负荷1.6212MW，线路最长为7km。矿井供电线路满足要求。（八）井下电缆选择1、从地面变电所至井下变电所的高压供电线路Ij=P(UCOS) =947.1（100.75）=72.9A113A井下总容量为947.1kw,供电距离0.8km, 选择型号为MYJV22-10，335的橡套电缆，允许载流量环境温度25为113A（查电工手册表），满足要求。2、工作面供电电缆井下工作面设备运行总功率为294KW，有功功率为217.8KW，供电电压660V，供电距离0.5km，设计选用阻燃MY350mm2型矿用电缆。3、采煤机供电电缆采煤总功率为150KW，有功功率为150KW，供电电压1140V，供电距离0.5km，设计选用阻燃MY350mm2型矿用电缆。4、局部通风机供电电缆井下局部通风机运行总功率为88KW，有功功率为44KW，供电电压660V，供电距离0.5km，设计选用阻燃MY325mm2型矿用电缆。5、掘进工作面供电电缆掘进工作面运行总功率为71.1KW，有功功率为65.9KW，供电电压660V，供电距离0.5km，设计选用阻燃MY325mm2型矿用电缆。6、泵房供电电缆中央水泵房设备运行总功率为225KW，有功功率为150KW，供电电压660V，供电距离0.5km，设计选用阻燃MY350mm2型矿用电缆。（九）瓦斯抽放供电电气设备及保护功能、电气防爆及安全技术措施；抽放站防雷击、静电、火灾的安全措施；仪表、通讯及控制。1电源及线路瓦斯泵房为双回路供电，其电源由矿井10KV变电所的0.4kv母线段回和回分别馈出。其控制及配电设备由瓦斯抽放泵供货厂家一同供货。2电力负荷选择瓦斯抽放泵4台，其中2台工作、2台备用，全部负荷300kw，工作负荷150kw，有功功率150kw。3起动方式采用QBR-120型隔爆真空起动器直接起动。（十）井下电器设备保护接地在井下主、副水仓中各设一块主接地极，在各配电点各设一块局部接地极，所有电器设备的金属外壳均采用电力电缆的铠装层铅皮或橡胶套电缆的接地芯线作为系统接地线，将所有电器设备与接地极作可靠的电器连接，接地网上任一保护点测到的接地电阻不得大于2欧姆。局部接地极设置于巷道水沟内，设置在水沟中的局部接地应用面积不小于0.6m2、厚度不得小于3mm的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并平放于水沟深处。设置在其他地点的局部接地极，可用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻20个直径不小于5mm的透孔，并垂直全部埋入底板。连接主接地极的接地母线，采用截面不小于50mm2铜线，电气设备的外壳与接地 母线或局部接地极的连接，电缆连接装置两头的铠装、铅皮的连接，采用截面不小于25mm2的铜线。详见矿井井上、下供电系统示意图。三、矿井通讯（一）外部通讯大方县已形成了覆盖全县的通信网，供行政办公使用的电话就近接入通信网交接箱。行政电话容量按矿井在籍人数的15考虑，约需50门。在变电所设两部接入县电网的专用电话，与上级供电部门通信。（二）矿内通讯矿井行政电话和调度电话共用一台程控调度机，设备选用DDK-1型矿用调度总机，电话站设在矿办公楼内，另设置22门直通用户（其中地面12门，井下11门），供特需用户。地面及井下用户话机均为按键话机，地面为It-01型，井下为HAK1本安型。电话站至通风机房等工业场地通讯选用HUVV型矿用电话电缆，其敷设方式采用钢索吊挂，分别与场区动力照明线网同杆架设，用户话机线选用HBV2X1电话线。电话站至井下选用HUVV20型矿用电话电缆，用户话机线选用KUVVR软电缆，以完成矿井的内部通讯。地面电话设置地点为办公楼、调度室、矿灯房、炸药库、通风机房、变电房、配电房、机修车间、瓦斯抽放泵房等。井下电话设置地点是井底车场、车场摘挂钩处、配电室、工作面、掘进面、局部通风机、配电点等处。四、监测监控设备矿井必须建立监测监控系统，设计选择KJ70N或具有相同功能的其他监测监控系统，并按规定配备相应的瓦斯、风速、风门、负压、开停等传感器。（一）监控设备1、地面中心站型号：KJ70N一体化监控主机2台（一台工作，1台备用）。2、分站设置KJ70NF型分站8个。分站1设在地面风机房，对地面主扇风机进行监测；分站2设在地面瓦斯泵房，对地面瓦斯泵房进行监测；分站3设在井口值班房，对空压机房，主斜井、副斜井进行监测；分站4设在副斜井井底车场，对水仓、运输大巷、配电室进行监测；分站5设在11801运输巷，对11801工作面、11801运输巷进行监测，分站6设在11801材料道，对11801回风巷进行监测；分站7和分站8设在进风绕道，对11802运输巷、11802回风巷等进行监测。3、传输安全监测、监控设备之间的输入输出信号必须为本质安全型信号，设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话线和动力电缆线等共用，本矿中心站到分站选择主通讯电缆PUYVR127/0.37进行传输；分站到模拟量传感器电缆选择PUYVR127/0.43进行传输：分站到开关量传感器电缆选择PUYVR127/0.28进行传输。（二）传感器设置1、设计依据本矿按煤与瓦斯突出矿井考虑；煤尘无爆炸危险性；自燃倾向性；本设计按煤层自燃倾向性为三类不易自燃进行设计和管理。矿井采用斜井开拓；采煤工作面采用炮采，掘进工作面采用炮掘。2、传感器设置（1）瓦斯传感器在地面瓦斯泵房、风井、主要回风巷、工作面进、回风巷、堀进工作面及回风流等巷道内设备瓦斯传感器。（2）风速传感器井下各测风站设置风速传感器。（3）负压传感器在引风道设置负压传感器。（4）一氧化碳及温度传感器在皮带运输巷、工作面回风巷和总回风巷安设一氧化碳及温度传感器。（5）开停传感器地面主要通风、绞车，井下局部通风机、工作面乳化泵和皮带运输机等设置设备开停传感器。（6）开闭传感器井下各风门设置风门开闭传感器。第五节 开采技术条件一）区域水文地质条件概况据1：20万幅毕节幅综合水文地质图，本区属北北东向构造水文地质单元中的大方背斜北端单斜岩溶及裂隙富水构造区。大营煤矿地处长江流域，位于长江水系上游乌江支流，区内地形以中低山为主，内部多凹地和斜坡，境内碳酸盐类岩石广泛分布，岩溶地貌如溶丘、洼地、峰丛、溶斗、伏流等分布普遍。 区域内岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类，碳酸盐岩主要包括二叠系上统长兴组、中统茅口组、三叠系下统关岭组、永宁镇组、夜郎组二段的灰岩等，碳酸盐岩分布面积广，分布区多属裸露及半裸露的基岩山区，地表岩溶洼地、落水洞、溶斗、岩溶潭、岩溶大泉等较发育，地下局部发育溶洞、暗河，大气降水容易通过地表大量的负地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中，岩层中赋存着丰富的岩溶水，富水性强，这些岩溶水长途径流，最后以岩溶大泉、岩溶泉群或暗河等形式集中排泄于当地河谷中。区域的侵蚀基准面为附近的沟河中，河面海拔标高+1775m，为最低侵蚀基准面。碎屑岩分布面积相对较小，主要为二叠系上统龙潭组、三叠系下统夜郎组一段、三段的粉砂岩、粘土岩。碎屑岩靠近地表时风化作用较强烈，风化裂隙较发育，含风化裂隙水，深部可能发育构造裂隙地段，含构造裂隙水为主，碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、岩性、构造控制，富水性总体较弱，主要依靠大气降水补给，受地势影响，一般为近源补给、就近排泄。区域内岩溶水和碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源，地下水动态随季节变化明显，一般每年5月地下水流量、水位开始回升，69月为最高值，其间出现13次峰值，1012月份进入平水期，水位、流量开始逐渐递减，到次年三、四月份降为最低值。区域内龙潭组煤矿床上覆为长兴组中岩溶含水层，虽隔水层较厚，地下水通过节理裂隙、破碎带导水通道将会威胁深部煤层的开采。煤矿床下伏为茅口组中强岩溶含水层，当导水通道沟通下伏含水层与矿床水力联系时，下伏含水层将成为矿井的充水来源，从而威胁到煤矿床的开采。随着煤矿开采深度加大，采区位于区域的侵蚀基准面之下后，承压含水层的水有突入矿井的可能。大营煤矿虽经过一段时间开采，但目前开采规模为15万t/a，未正式大量生产，形成采空区范围较小，因而矿山开采对矿区水文地质条件的影响并不明显。但随着煤矿开采的进行，地下水位将有可能下降。在今后的开采中应随时观测矿区地下水位的动态变化。1、地表水系区域内地表水体发育,季节性的地表水沿山坡紊流，一部分从溪沟中流出矿区外，矿区中部发育一条季节性的溪沟，雨季水量大，旱季时溪沟干枯，该溪沟对矿床构成了一定的影响。另一部分通过区域断裂破碎带、岩石网状、脉状裂隙、等渗入地下，为矿井开采的直接充水水源。2、地下水动态特征区域内岩溶水和碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源，地下水动态随季节变化明显，一般每年5月地下水流量大、水位开始回升，69月为最高值，其间出现13次峰值，1012月份进入平水期，水位、流量开始逐渐递减，到次年三、四月份降为最低值。3、地下水补给、径流、排泄条件该区雨量较丰沛，地下水主要靠大气降水补给。除14月份降水量过少，蒸发量偏大，引起地下水消耗，其余月份均可获得适当的补给。矿区内岩层主要为夜郎组沙堡湾段碎屑岩类，碳酸盐岩分布面积相对较小，碎屑岩靠近地表时风化作用较强烈，风化裂隙较发育，含风化裂隙水，深部可能发育构造裂隙地段，碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、岩性、构造控制，富水性总体较弱，主要依靠大气降水补给，受地势影响，一般为近源补给、就近排泄。二）矿井水文地质1、地表水系矿区水系不发育，无河流、水库等大的地表水体，仅在井田东南部有一流向东南的溪沟；溪沟流量随季节性变化，一般仅在雨季流量较大，甚至爆涨，平时流量很小，枯季处于干涸状态。2含水层与隔水层三叠系下统夜郎组九级滩段（T1y3）隔水层 浅灰、暗紫色、紫红色泥岩，粗砂质泥岩，夹薄至中厚层状灰岩，顶部为紫红色、灰绿色钙质泥及粉砂质泥岩，厚度为212.18276.90m。主要分布于矿界外。夜郎组玉龙山段(T1y2)岩溶含水层：薄至中厚层微晶灰岩为主，厚度150m。岩溶发育。泉水流量02.33 l/s，富水性中等。夜郎组沙堡湾段(T1y1)基岩裂隙含水层：粘土岩及钙质粘土岩为主，厚度4050m。浅部风化带有泉水出露，深部不含水，可视为下三迭统与上二迭统之间良好的隔水层。上二迭统长兴灰岩（P3c）岩溶含水层: 岩性主要为灰色、深灰色厚层燧石灰岩夹泥灰岩，厚度1922m。为含岩溶水及裂隙水的含水岩组，未见泉点，富水性较弱。 龙潭组（P3l）基岩裂隙含水层：区内有少许出露，该层厚度为170190m，岩性为砂岩、泥岩夹薄层泥灰岩及煤层。地表未见泉点出露，井下主、风井巷道中均见出水点，但属于地层浅部风化裂隙水。本组富水性弱。茅口组（P2m）岩溶含水层：区内未出露不全，厚度大于100m。地表发育岩溶洼地、落水洞等溶蚀地貌，未见泉点。其岩性为灰色、灰白色中厚层-块状灰岩，顶部岩溶裂隙发育。另外据贵州省大方县五凤井田煤炭勘探地质报告报告对茅口灰岩的含水性分析结果茅口组灰岩含水性分布极不均匀，具明显岩溶管道水的特征。本组富水性强。M11煤层距离茅口组55m，未来采掘过程中，当开采到地下水位以下时，地下水沿底板破坏带进入矿井的可能性大，将成为矿床充水的主要因素。综上所述，根据岩性组合及岩层的富水性等情况分析，本区相对的含水层与隔水层划分为：主要的含水层为二叠系中统茅口组（P2m），弱含水层为二叠系上统龙潭组（P3l），中等含水层为二叠系上统长兴组（P3c）与相对隔水层夜郎组沙堡湾段(T1y1)。3构造断裂对矿床充水的影响根据调查，矿区内未见断裂构造，构造对煤层的开采影响小。4地表水及其对矿床充水的影响矿区内无常年径流的河沟，经济发育季节性的冲沟，雨季时地表水顺沟而下，排泄于当地的洼地及溶洞中。5地下水及其对矿床充水的影响煤系地层的上覆地层主要为裂隙水，下伏地层为岩溶水，地形坡度主要倾向与岩层倾向一致，为顺向坡，煤系地层及其上覆地层主要含裂隙水，地下水主要沿节理、裂隙及层间流动，下伏茅口灰岩岩溶水主要溶洞、裂隙流动。根据岩层的赋存状态及岩性特征，矿区内地下水的流向为东面，也就是顺层同向坡方向。6水力联系情况 矿床上覆为长兴组中岩溶含水层，由于龙潭组粘土岩、粉沙岩隔水层较厚，地下水只能通过节理裂隙、破碎带导水通道与矿床水力联系。随着煤矿开采深度延伸至最低的侵蚀基准面之下后，导水通道沟通下伏茅口组中强岩溶含水层与矿床水力联系时，承压含水层有突入矿井的可能。 7节理、裂隙含、导水特征矿区内断层构造不发育，但地表节理、裂隙发育，根据地层露头观察，主要为NE、NW两组，根据井下开采情况，深部岩层节理、裂隙不及地表发育，但随着采空区的增大，这些节理、裂隙演变为未来矿井的充水通道。8地下水位大营煤矿煤炭赋存标高1780-1690m,根据区域水文资料，矿区范围内最低侵蚀基准面标高为1775m。矿区大部分资源位于该标高之下。9矿井涌水量1）矿井涌水量的相关因素及规律矿区内，矿体赋存于龙潭组（P3l）基岩裂隙含水层中，该含水层地下水可通过大面积开采揭露而直接进入矿井，故为矿床直接充水含水层，也是矿井主要涌水量预算层位。2）矿井涌水量预算方法、依据及结果（1）预算方法矿井位于接受大气降水的补给区，矿井充水主要因素为龙潭组煤系地层及长兴灰岩地层，原则上是根据矿区地貌、岩性、构造、岩溶发育程度等。三）瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温1瓦斯：根据贵州省能源局文件黔煤生产字【2008】1547号文对毕节地区煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，大营煤矿矿井相对瓦斯涌出量为53.2m3/t，绝对瓦斯涌出量3.51m3/min，属高瓦斯矿井。根据贵州省能源局文件黔能源发【2009】281号文关于毕节地区煤炭局关于请求审批2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告的批复，大营煤矿矿井绝对瓦斯涌出量1.65m3/min，未生产无相对瓦斯涌出量，属高瓦斯矿井。根据贵州省能源局文件黔能源发【2010】699号文关于毕节地区工业和能源委员会关于请求审批2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告的批复，大营煤矿矿井绝对瓦斯涌出量2.13m3/min，未生产无相对瓦斯涌出量，属高瓦斯矿井。2煤尘爆炸性：根据贵州省煤田地质实验室2005年4月提供的大方县凤山乡高原煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，该矿井M8煤层煤尘无爆炸性；根据贵州省煤田地质实验室2005年6月提供的大方县凤山乡白岩脚煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，该矿井M11煤层煤尘无爆炸性，故本次按煤尘无爆炸性设计。3煤层自燃和爆炸性：根据贵州省煤田地质实验室2005年4月提供的大方县凤山乡高原煤矿煤炭自燃倾性等级鉴定报告，该矿井M8煤层自燃倾向性为三类，属不易自燃煤层。根据贵州省煤田地质实验室2005年6月提供的大方县凤山乡白岩脚煤矿煤炭自燃倾性等级鉴定报告，该矿井M11煤层自燃倾向性为三类，属不易自燃煤层。故本次按三类不易自燃设计。四）冲击地压生产地质报告及矿方提供的资料中均没有提及关于冲击地压的资料，本矿区内也无冲击地压的历史记录，矿井暂按无冲击地压矿井考虑。五）煤与瓦斯突出危险性根据黔煤生产字2008711号关于毕节地区煤炭局关于请求审批大方县大营煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告的批复，开采标高+1737m以上的范围内M8煤层无突出危险，但+1737m标高以下及M11煤层未作煤与瓦斯突出危险性鉴定，依据黔安监办字2007345号文关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，大营煤矿属煤与瓦斯突出矿区，故按煤与瓦斯突出矿井设计。第二章 矿井通风系统第一节 矿井通风方法及其评价根据大营煤矿矿井特点，采用抽出式通风方法，主副斜井进风，设有专用回风井。结合抽出式通风的优点，大营煤矿采用主斜井担负运煤和进风的任务，副斜井担负全矿的设备、材料、矸石运输和行人、进风、敷设各种管线等任务。抽出式通风可利用副井进风，进风段风速小，人行、运输条件好；不需专用进风井巷和井口密闭；排烟速度快，且风流主要在回风段调节，不妨碍人行运输，便于维护管理；矿井风压呈负压状态，对自燃发火矿井的防止火灾蔓延或主扇停风时不引起采空区有毒有害气体突然涌出方面比较有利。第二节 矿井通风方式及其评价根据煤层赋存特点、煤层瓦斯含量和开拓布局，大营煤矿共划分为二个采区开采，矿井通风方式为分列式，抽出式通风方法，主斜井和副斜井进风，回风井为专用回风井。分列式通风方式优点：工业场地集中，可简化地面和地下调车场；两井靠近，有利于主井延深；阶段石门工程量较小，根据大营煤矿开采产量，和工业场地的设置适合于分列式通风方式。第三节 矿井通风系统合理性分析首采工作面通风路线：新鲜风流经主斜井11801工作面运输巷工作面11801工作面回风巷总回风上山回风井引风道地面（详见矿井通风系统及通风网络图）。通过查看矿井风量计算，通风线路确定。该通风系统符合设计要求。第三章 采区通风系统第一节 采区通风系统形式及其评价工作面通风：工作面采用“U”型全负压通风。掘进工作面：掘进工作面采用局部通风机压入式通风。局扇设在一采区轨道下山中。第二节 采煤工作面通风方式及其评价工作面通风：工作面采用“U”型全负压通风。“u”型通风有效冲洗了工作面的粉尘，降低了瓦斯浓度。对于大营的单采面通风是比较合理有效的。第三节 采煤工作面风量计算矿井移交生产时（即投产）布置一个1炮采工作面。配备2个掘进工作面。1、按井下同时工作最多人数计算 Q4NK(m3/min)4501.25250（m3/min）4.2 m3/s式中：N井下同时的最多人数取50人：K风量备用系数，取1.252、按各用风地点的实际需风量计算（1）回采工作面所需风量的计算、按瓦斯涌出量计算Q采1125q采Kc125220.4m3/s式中：q采回采工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min，经前面计算，采面瓦斯经抽放后其瓦斯涌出量为4.9m3/min； Kc回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于机采工作面Kc为1.21.6，对于炮采工作面Kc为1.42.0，本矿为炮采工作面取Ka=2.0。、按工作面温度与风速的关系计算Q采2VcScKi1.08.118.1m3/s式中：Vc采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流气温和风速应符合有关要求，经查表，设回采工作面气温取2023，则工作面风速Vc应为1.01.5m/s,取1.0m/s；Sc回采工作面平均断面积（m2）,本矿M8煤层平均厚1.72m，四、五排控顶计算，则矿井回采M11煤层的工作面平均断面为8.1m2;Ki回采工作面长度系数，经查工作面长度系数表，回采工作面为80150m时，工作面长度系数为1.0。、按炸药使用量计算Q采3=（Acb）/(tc)式中：Ac回采工作面一次使用的最大炸药量，kg； b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的毒气体国家标准取b=0.1m3/kg;t通风时间，一般取2030min；c爆破经通风后，允许工作进入工作面工作的CO浓度，一般取CO=0.0024%，将各参数取值带入上式后，简化为：Q采3=25AC=258=304m3/min=3.33m3/s工作面长度120m，设计分四段爆破，一次使用最大爆炸量取8.0kg。、按工作人员数量计算Q采4=4Nc=430=120 m3/min=2.0 m3/s式中：Nc回采工作面同时工作的最多人数，人； 4每人每分钟4m3的供风标准。、按风速进行验算根据以上计算，回采工作面计算最大风量为：Q采=max(Q采1、Q采2、Q采3、Q采4)=max(20.4, 8.1,3.33,2.0)= 20.4m3/min。根据规定，回采工作面最低风速为0.25m/s、最高风速为4m/s的要求进行验算，经验算：Q采0.25Sc=0.258.1=2.0m3/sQ采4Sc=48.1=32.4m3/s工作面风量取Q采=20.5m3/min满足风速验算要求第四章 掘进通风第一节 掘进通风方法掘进工作面采用压风机沿掘进巷道压风另一侧回风。第二节 掘进通风方式掘进工作面：掘进工作面采用局部通风机压入式通风。局扇设在一采区轨道下山中。第三节 巷道掘进所需风量、按瓦斯涌出量计算Q掘1125q掘Kc=1252.0=2.2m3/s式中：q掘掘进工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min。 Kc掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于采工作面Kc为1.52.0，对于炮采工作面Kb为1.82.0，本矿取Kc=2.0。、按炸药使用量计算Q掘2=(Ajb)/(tc)式中：Aj掘进工作面一次使用的最大炸药量，kg； b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的毒气体国家标准取b=0.1m3/kg；t通风时间，一般取20min；c爆破经通风后，允许工作进入工作面工作的CO浓度，一般取CO=0.0024%，将各参数取值带入上式后，简化为：Q掘2=25AJ=253.6=90m3/min=1.5m3/s掘进巷道断面掘进面积按6.3m2计算，炮眼密度为0.70.6,炮眼数为6.3/(0.70.6)=16个，每眼装药按0.225g计算，则每个掘进面需炸药160.225=3.6kg。、按局部通风机的吸风量计算Q掘3=NQrIrKf=16.311.34=8.4m3/s式中：N掘进工作面数： Qf掘进工作面局部通风机的最大吸风量，本矿采用DSF-5.6/22型211KW的对旋式局部通风机，该风机供风风量为3.16.3m3/s；Ir每个掘进工作面同时运转的局部通风机台数；Kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.34。、按工作人员数量计算Q掘4=14Nj=1410=40m3/min=0.7m3/s式中：Nj每个掘进工作面同时工作的最多人数，人： 4每个每分钟4m3的供风标准。 1为两个掘进工作面。、按风速进行验算煤巷掘进最低允许风量：Q掘600.25S掘=600.256.7=100.5(m3/min)=1.7m3/s煤巷掘进最高允许风量：Q掘604.0S掘=604.06.7=1608(m3/min)=26.8m3/s式中：S掘掘进工作面断面积，6.7m2。根据以上计算，Q掘=max(Q掘1、Q掘2、Q掘3、Q掘4)=max(8.4, 1.5, 2.2,0.7)= 8.4m3/s,每个掘进工作面计算最大风量为8.4m3/ s，符合掘进工作面的风速验算要求第四节 掘进通风设备掘进工作面采用局部通风机压入式通风，局部通风机选择DSF-5.6/22型，其风量3.16.3m3/s、功率N=2*11kw。第五节 掘进通风安全技术措施掘进头防突的两道反向风门有条件时尽可能布置离工作面200 m以上。第五章 矿井通风管理第一节 矿井通风机构矿井通风方式采用分列式，设计选用高效节能型防爆轴流式通风机满足矿井通风要求。矿井反风时，利用电气控制柜中正反向控制倒闸，调换电机运转方向，达到矿井反风目的。这种反风方法不需设置反风道，比较经济。第二节 矿井通风设施管理1、通风设施建立通风系统，除了要有井巷和通风动力设备外，还需在井上、下适宜的地点安设必要的通风构筑物，以引导、隔断和控制风流，保证风流按拟定的路线流动。本矿井主要通风设施有风门、调节风窗、测风站及密闭等。根据矿井开拓、开采系统和巷道布置以及煤矿安全规程（2010）的要求，设计在必要的位置设置有相应的通风设施。其主要设置原则为：主要进风和回风道之间设置2道联锁的正向风门和2道反向风门；不使用的联络巷设永久风墙；暂时未利用的联络巷设密闭，其它地点设两道正向和一道反向风门或两道正向风门，根据矿井反风要求，必要的地点设置反风风门（常开风门）。1）风门风门按启闭原理的不同，分为普通风门和自动风门。对于巷道内车辆通行不频繁之处，设计考虑选用普通风门、对于车辆通行较为频繁之处和在倾斜巷道中必须设置风门的，设计考虑为自动风门。风门设置应满足以下技术要求：避免在弯道和倾斜巷道中设置风门；门的前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.45m，四周掏槽深0.20.3m；结构严密，漏风少，向关门方向倾斜8085；风门应迎风流开启，行机车巷道，两门间距应大于一列车长度；风门要求设置两道以上。进、回风井之间和主要进回风巷之间需要使用的联络巷中，必须安设两道正向和两道反向的风门。掘进头防突的两道反向风门有条件时尽可能布置离工作面200 m以上。2）调节风窗以增加局部阻力的方式调节井下风量的地点需安设调节风窗。其技术要求与风门相同。3）测风站为了准确地测量风量，设计在矿井各主要进、回风巷的适宜位置设置测风站。测风站的技术要求是：必须设在直线段巷道中；测风站长度不小于4m；其附近10m范围内的断面无变化，无障碍物；测风站周壁应为光滑平面。2、反风方式、反风系统及设施1）反风方式全矿井反风：利用轴流式通风机反转的方法反风。在反风时，利用电气控制柜中正反向控制倒闸，调换电机运转方向，达到矿井反风目的。这种反风方法不需设置反风道，比较经济。反风必须在10min内改变巷道中的风流方向。当风流方向改变后，主要通风机供风量不应小于正常风量的40%。反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习。矿井通风系统有较大变化时，也要进行一次反风演习。主要通风机在停风期间，必须打开防爆门和有关风门，以便充分利用自然通风。2）反风系统及设施在回风平巷设两扇正反向调节风门，在11802掘进工作面进风侧各设两扇正反向风门和防突风门；在11801材料道设两扇正反向永久风门；在风井安安全出口处各设两扇正反向风门，井下通风设施见通风系统示意图。在通风系统中各种通风设施的配置已考虑，保证反风系统的形成，首采面反风路线为：新鲜风流通风机引风道回风斜井总回上山工作面回风巷工作面工作面运输巷主斜井地面。3、防止漏风措施风门、密闭、调节风门等通风构筑物应设在围岩坚固、地压稳定的地段，并加强通风构筑物的管理、检查与维修。4、降低风阻措施（1）砌碹巷道应尽可能光滑、锚喷巷道，要采用光爆技术、U型钢支护的巷道，要刹邦背顶，架设整齐，力求使巷道光滑平整，以降低风阻。（2）在容易产生局部阻力地点，应尽量减少局部阻力系数。巷道连接边缘应做成斜线或圆弧形，巷道转弯处应尽可能避免直角转弯或小于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，应避免在主要巷道停放矿车、堆杂物，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。5、安全逃生路线（1）发生火、瓦斯爆炸事故时的逃生路线：当11801回采工作面发生火、瓦斯爆炸事故时的逃生路线：11801工作面11801运输巷主斜井地面；11802运输巷（掘1）掘进工作面的逃生路线：11802运输巷掘进工作面进风绕道一采区轨道下山中部车场副斜井地面；11802回风巷掘进工作面的逃生路线：11802回风巷掘进工作面进风绕道一采区轨道下山中部车场副斜井地面；（2）其它地点发生火、瓦斯爆炸事故时的逃生路线：其它地方发生灾害时，火、瓦斯避灾路线首先应向发生灾害处的进风方向的相反方向撤退，再由主斜井、副井撤至地面；（3）发生水灾事故时的逃生路线：当11801回采工作面发生水灾事故时的逃生路线：11801工作面11801回风巷11801材料道主斜井地面；（4）其它地点发生水灾事故时：逃生路线为首先应向井下最高位置撤退，然后视井下涌水情况由主斜井、副斜井、回风斜井撤至地面。第六章 矿井瓦斯、粉尘、火灾、水灾防治系统和应急救援体系第一节 矿井瓦斯防治系统 根据瓦斯涌出的特点，矿井在生产期间应采取以下针对性的防治措施：1、防止掘进巷道瓦斯积聚在巷道掘进中最常遇到的瓦斯积聚形式有巷道顶板附近和支架附近空洞的积聚，回风巷矸石带附近的积聚，在报废的风巷和采空区联接处积聚，钻孔中和打钻时的孔口附近积聚，防止瓦斯积聚除采取独立通风外，尚需采取以下措施：（1）消除巷道顶板附近和支架附近洞中瓦斯积聚的措施主要有：1）增加风量，增大风速，正常情况下使顶板风速不少于0.5m/s。2）当风速不能满足要求时，在靠瓦斯涌出区段，局部增加风速，采用帆布风幛，靠顶板挂倾斜档板，安装水动引射器等方法，局部提高风速。3）巷道掘进时，采用光面爆破，对超挖部分以不燃材料填实，不留空洞。（2）报废的风巷和采空区联接处主要采取及时封闭的措施，需重新启用时必须按有关规定先加强通风，确定瓦斯不超限后才可进人。（3）煤层巷道掘进采取瓦斯预抽措施。（4）打钻时的孔口附近瓦斯积聚采取增加供风量；在巷道中设置风幛、倾斜档板、喷射器等，以增加钻孔孔口附近的风速；如钻孔孔口瓦斯涌出量很大时，应在孔口安设专门的密封装置，并把瓦斯引入回风流中。（5）掘进工作面局扇必须设置在进风侧新鲜风流处，防止产生循环风。风筒出风口应随工作面掘进及时移动，确保掘进工作面有足够的风量。本矿井煤及半煤岩掘进头在考虑瓦斯预抽的情况下，本设计配风13m3/s，以确保瓦斯不超限，提高矿井掘进的安全系数。2、防止回采工作面瓦斯积聚1）为避免工作面间留设煤柱造成应力集中而增加煤与瓦斯突出危险。设计考虑工作面回风巷沿空送巷，采用“U”型通风方式，一进一回，全部陷落法管理顶板。2）采掘工作面保证独立通风，保证风量和风速符合煤矿安全规程（2010）的规定。3）在工作面上隅角附近设置一道木板隔墙或抗静电帆布风幛，迫使一部分风流清洗上隅角，防止瓦斯积聚。4）工作面进行瓦斯预抽采、顺层钻孔抽采。3、防止其它巷道瓦斯积聚的措施1）独头巷道扩散通风距离不超过6m，巷道宽度不得少于1.5m，巷道瓦斯涌出不得超限。2）所有巷道风速必须符合煤矿安全规程（2010版）的规定。3）对已报废的巷道和不用的巷道或硐室或其中一部分必须及时封闭，并设警示标志，经常检查密闭效果。4）加强井下煤仓、溜煤眼上下口的通风，以稀解瓦斯等有害气体。5）将冒落空洞进行填实，支架两侧及顶板、背板密实。对于巷道中的高冒区，采取搭建木垛充填高冒区，减少空间，防止瓦斯局部积聚。6）加强通风管理，合理配风，保证采掘工作面和通风巷道有足够的风量连续不断