下組煤延深設計說明書4-8章(畢業(yè)設計)070905

第四章采區(qū)設計第一節(jié)采區(qū)地質特征一、采區(qū)概況首采區(qū)為11煤層的二采區(qū)，范圍：南界為F19-1斷層，北鄰F1-1，東為F12斷層，西以井田邊界為界，面積約km2。二、采區(qū)煤層及頂底板特征：本礦井在下組煤開采過程中，前期集中開采第11煤層。首采區(qū)勘探程度較高，煤層賦存較穩(wěn)定，傾角3~7，厚度為0.58~m，平均為m，煤層不含有夾矸，巖性以粉砂巖為主，結構較復雜，煤質中硬。與上下兩層煤的間距分別為m和m。第11煤層頂板為粉砂巖，但有互層現(xiàn)象，底板為粉砂巖。三、采區(qū)地質構造：采區(qū)內地質構造較簡單，僅有一條斷層F1-5東西向縱穿本區(qū)，且落差較小。四、其它開采條件本井田煤層均屬有爆炸危險、易自燃煤。2007年5月份檢測，其中煤塵爆炸指數煤11%，煤13%，二者均為Ⅱ類自燃煤層。屬地溫正常區(qū)及低瓦斯礦井。五、采區(qū)儲量計算3，則首采區(qū)工業(yè)儲量為31.05萬t，回采率為80%，其可采儲量為24.84萬t。第二節(jié)采區(qū)生產能力及服務年限一、回采工作面作業(yè)方式及回采產量本采區(qū)根據實際情采用高檔普采工藝，工作面作業(yè)方式采用“邊采邊準”方式；回采工作面產量A(萬t)為：式中：L—回采工作面長度，140m；V—工作面年推進度，750m；m—煤厚，；r—3；c—回采工作面的回采率，取95%。則二采區(qū)工作面產量為：A2=140×750×××95%=19.39(萬t)。二、采區(qū)生產能力及服務年限采區(qū)生產能力為：Ac=A×(1+10%)=21.33(萬t)；采區(qū)服務年限為：Tc==24.84/21.33=1.2(a)。需要說明的是，為保證礦井生產能力，下組煤投產初期，礦井有3個采區(qū)同時生產，其中上組煤2個，下組煤1個(二采區(qū))。第三節(jié)采煤方法及采區(qū)參數一、采煤方法選擇針對上述首采區(qū)煤層開采條件，及上級主管部門對可行性研究報告的批復意見，設計首采區(qū)采用長壁式采煤法，高檔普采工藝，后退式回采，全部垮落法管理頂板。二、采區(qū)參數根據礦井開拓布局，煤層開采條件、三維物探范圍及村莊壓煤情況，為保證礦井能順利轉入到下組煤的開采，設計確定11煤的二采區(qū)為下組煤投產采區(qū)。采區(qū)傾斜長300米，走向長750米；針對本礦井開采條件、工作制度、煤層條件和技術裝備水平，為保證采煤工作面正常接續(xù)，設計暫定工作面長度為140m，工作面推進度為750m采區(qū)斷層煤柱：北鄰F1-1斷層煤柱20米，東鄰F12斷層煤柱50米，南鄰F19-1斷層煤柱20米，西鄰下組煤副暗斜井預留護巷煤柱50米。圖5-1首采區(qū)(二采區(qū))平面圖第四節(jié)采區(qū)巷道布置一、采區(qū)準備巷道根據投產采區(qū)煤層賦存特點及構造分布情況、開采技術條件，對投產采區(qū)巷道布置，本設計的基本思路為：沿井田邊界布置兩條近水平斜巷，一條為軌道平巷，直接由南翼軌道下山穿透煤層處甩出，用于進風、行人和輔助運輸；另一條安設皮帶，用于運煤和回風，該斜巷通過煤倉和行人回風聯(lián)絡斜巷與-510m總回風巷聯(lián)系。二、采區(qū)巷道布置根據初期采區(qū)煤層賦存特點、開采技術條件和水文地質情況，在可行性研究報告中對首采區(qū)準備巷道和采煤工作面布置，以及準備巷道與開拓巷道的聯(lián)系方式，進行了多方案比較后，集中提出了以下兩個方案：方案I：沿偽傾斜方向布置兩個工作面，工作面接續(xù)采用窄小煤柱掘巷。由二采運輸平巷打溜煤斜井和回風聯(lián)絡斜巷與-510m圖5-2首采區(qū)準備巷道布置方案I方案II：沿偽傾斜方向布置兩個工作面，工作面接續(xù)采用窄小煤柱掘巷。由二采回風平巷打行人回風聯(lián)絡斜巷與-510m總回風大巷相連，并在該聯(lián)絡斜巷的約-485m水平留設一平臺，在此設立二采區(qū)的采區(qū)煤倉與-510m圖5-3首采區(qū)準備巷道布置方案II方案I、II均為偽傾斜長壁采煤法，只是在1102回風平巷與-510m總回風大巷的聯(lián)系方式上有所不同，其技術條件各有優(yōu)缺點，方案I相對于方案II少一運輸環(huán)節(jié)，運輸系統(tǒng)簡單可靠；方案II相對于方案I則大大減少溜煤斜井(采區(qū)煤倉)的工程量。其技術上均可行，需進一步進行經濟比較。從經濟條件分析，上述兩個方案的不同點在于方案II通過增加一級運輸，避免方案I使用的長溜井，以試圖減少煤倉的開拓及維護費用。但從多年的煤礦的生產實際經驗，增加一級皮帶運輸不僅會增加煤炭的運輸成本，而且需付出較高的設備成本，單從經濟角度來看，方案II勢必得不償失。同時從安全角度看，增加一級運輸會帶來一定的安全隱患，方案I在安全可靠性上同樣優(yōu)于方案II。從以上分析比較可看出，方案I具有明顯的優(yōu)越性，故本設計采用方案I。第五節(jié)采區(qū)車場及硐室一、車場形式及支護方式本采區(qū)采用傾斜長壁采煤法，工作面軌道順槽上部車場為簡易車場，下部車場也為簡易甩車場，不設高低道。根據本礦井巷道圍巖狀況，借鑒鄰近礦井的巷道支護經驗，初步確定車場巷道及斜巷直墻半圓拱斷面(開拓、準備巷道)，設計采用錨網噴支護。二、采區(qū)硐室采區(qū)主要硐室有采區(qū)變電所及順槽膠帶機頭硐室等。（1）采區(qū)變電所位于采區(qū)中部的用電中心位置。變電所主斷面積（凈），凈寬，凈高，長度25m；半圓拱形斷面，支護形式為錨網噴支護，噴漿厚度不小于10cm。（2）采區(qū)絞車房按簡易硐室布置，安裝一部JTY-1.6型單滾筒提升機，其固定采用混凝土基礎二次澆筑固定，硐室凈寬6.0米，凈高4.2米，長度10米，半圓拱形斷面，支護形式為錨網噴支護，噴漿厚度不小于15cm。（3）區(qū)段膠帶輸送機頭硐室，工作面運輸巷與一采區(qū)運輸巷為平面搭接，機頭硐室凈寬3.2米，凈高不低于3.2米，長度不少于6米。第六節(jié)采煤工作面配備和生產能力驗算一、采煤工作面產量驗算根據第二節(jié)kt，加上掘進出煤40ktkt。二、采區(qū)內同時生產的工作面數目二采區(qū)共有兩個工作面，且兩面單獨回采，在第一個工作面回采時，對第二個面采用窄小煤柱掘巷進行接續(xù)準備。所以，本采區(qū)共設1各回采工作面和3個掘進工作面。第六節(jié)采煤工作面布置及設備配備一、采煤工作面布置由于該采區(qū)面積較小，同時根據選擇的采煤方法、煤層生產能力，煤層的開采順序，以及煤層的賦存情況，本區(qū)回采工作面的布置較為單一，工作面的布置方案分析如下：沿斷層的走勢，布置兩個偽傾斜工作面，其形式可布置成對拉工作面，亦可采用沿空掘巷布置成兩個單獨的工作面?？紤]到該采區(qū)為下組煤的首采區(qū)，為緩解上下組煤的的生產接續(xù)，同時由于本采區(qū)儲量相當有限，為保證采區(qū)有一定的服務年限和避免接續(xù)緊張，設計認為該采區(qū)布置成兩個單獨的工作面為宜，其布置平面如圖5-2。首采區(qū)布置平、剖面圖分別如附圖十四、附圖十五。二、工作面參數選擇1、工作面長度目前，國內普采工作面長度一般在50m~180m。針對本礦井開采條件和技術裝備水平，為保證采煤工作面正常接續(xù)，設計暫定工作面長度為14三、工作面頂板管理方式及支架選型回采工作面采用高檔普采、下行全部垮落法管理頂板的采煤方法。為確保采場頂板控制的可靠性，實現(xiàn)采場的安全生產，設計確定采用單體支柱配金屬鉸接頂梁支護方案。工作面支護方式采用正懸臂，即靠煤壁處懸臂長0.6采用“見四回一”的作業(yè)方式，排距1.0m，最大控頂距m，最小控頂距四、回采工作面的設備配備二采區(qū)采用機械化回采工藝，工作面配備DY-150型單滾筒采煤機，截深，雙向割煤，往返進兩刀；SGB-630/150C刮板輸送機，運輸能力250t/h；運輸順槽鋪設一部SJ-14型帶式輸送機。第七節(jié)采掘工作一、采煤工藝根據煤層賦存特征及開采技術條件，確定本工作面采用傾斜長壁后退式采煤法，高檔普采工藝，全部垮落法管理頂板。根據工作面實際情況及生產需要，工作面采用單滾筒采煤機割煤、裝煤。割煤深度m，循環(huán)進度m。1、破煤方式：采用DY-150型單滾筒采煤機，上下缺口采用爆破落煤法人工開缺口；2、裝煤方式：采煤機滾筒旋轉將煤體裝入溜子中；3、運煤方式：工作面用SGB-630/150C刮板輸送機；運輸巷經40T刮板運輸機、800mm皮帶機至二采煤倉。4、移溜方式：用YG-125型移溜器移溜；5、控頂方式：單體液壓支柱配金屬鉸接頂梁支護頂板，“見四回一”。二、采煤方法根據工作面巷道布置情況和開采技術條件，采面采用150機組落煤，當工作面溜頭（尾）位置不合適，煤機割不透上下缺口時；初采、過斷層時采用爆破落煤矸。三、作業(yè)方式工作面采用“三八”制作業(yè)制度，每班作業(yè)8小時，邊生產邊準備。1、循環(huán)方式：一班1循環(huán)，全天3循環(huán)。循環(huán)進度m。2、作業(yè)形式：三班出煤，邊采邊準，采準平行作業(yè)。3、勞動組織：綜合工種，分段作業(yè)與追機作業(yè)相結合。4、工藝流程：割煤→移溜→支柱、聯(lián)網、掛梁（聯(lián)網、移架）→回柱→檢修。二、勞動組織采煤工作面每班由一名工區(qū)跟班管理人員、三名班長負責組織生產，配有安監(jiān)員、驗收員、機電維修工、煤機司機、溜子司機、泵站司機、三鐵管理員等相關工種的操作人員若干名。三、采煤機械設備根據國內外長壁采煤綜合機械化的發(fā)展趨勢，結合本井田初期采區(qū)煤層賦存條件，考慮設備先進性、適應性和經濟性，同時兼顧設備租賃和維修的方便性，選型如下：1、采煤機：工作面裝備單滾筒無鏈牽引采煤機，型號為DY150，采高1.1~2.5m，滾筒直徑1.1m，截深m，電機功率1502、刮板輸送機：選用可彎曲雙邊鏈刮板輸送機，型號為SGB-630/150C，刮板機槽寬630mm，長度200m，運輸能力250t/h，鏈速/s，配帶鏟、擋煤板、移溜器和電控等，電機功率2×75kW，電壓660V3、刮板轉載機：刮板轉載機型號SZB-730/40，槽寬730mm，長度25m，轉載能力400t/h，配帶電控等，電機功率40kW4、破碎機：破碎機型號為PEM100×650，破碎能力為600t/h，出口粒度40~370mm，帶電控等，電機功率55kW，電壓660V5、可伸縮帶式輸送機：帶式輸送機型號為SJ-14，帶寬650mm，帶速/s，運距800m，運量200t/h，阻燃抗靜電，帶電控，電機功率2×22kW，電壓660V。工作面人員配備見勞動組織圖表工種一班二班三班大班合計跟班區(qū)長11136隊長1113驗收員11114安全檢查員1113清浮煤、運料工3339移溜支柱、掛梁、回柱工20202060溜子司機3339機組司機3339泵站司機1113下料工22三鐵管理員1113機電工222713巷道維修工2226合計39393913130四、各類巷道的斷面、支護、掘進機械配備等1、各類巷道的斷面、支護采煤工作面的軌道順槽、運輸順槽及開切眼，均沿煤層布置軌道順槽，矩形斷面，均采用螺紋錨桿配錨網支護，頂板及兩幫錨桿為?22×2000mm樹脂錨桿，間、排距均為800×1000mm。其中，軌道順槽凈寬為2.8米，運輸順槽及切眼凈寬為3.0米，凈高均為2.1米。軌道順槽、運輸順槽主要用于該工作面的進、回風、運煤、運料，內置?25mm的防塵管路和?25mm的壓風管各一趟。移動變電站和乳化泵硐室設置于原三距離采煤工作面上端頭不大于200米的軌道順槽內，巷道凈寬，凈高，錨帶網支護。正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表經濟技術指標表項目單位指標備注工斜面斜長米140采高米1.44煤層生產能力噸/平方米循環(huán)進度米循環(huán)產量噸班推進度米106月循環(huán)個數個70月循環(huán)產量噸19110回采工效噸/工在冊人數人50班出勤人數人39出勤率人78％炸藥定額Kg/t雷管定額發(fā)/噸煤層牌號氣煤含矸＜2灰分落煤工藝機采回采率%95支護密度棵/平方米頂梁鉸接率%≥902、掘進機械配備(1)綜掘工作面：設備主要由部分斷面掘進機，帶式轉載機，雙向可伸縮膠帶輸送機、局扇、濕式除塵風機、單體錨桿機等組成；設計月進尺>200米/月(半煤巖)。(2)普掘工作面：配備濕式氣腿鑿巖機、濕式煤電鉆、耙斗裝巖機、局扇、風鎬、錨桿機、砼攪拌機和砼噴射機等設備。設計半煤巖月進尺100～120米/月，全巖月進尺70～90米/月。3、掘進工作面?zhèn)€數根據礦井開拓部署和采區(qū)巷道布置，為保證采區(qū)及回采工作面的正常接續(xù)，保證礦井高產高效，提高礦井機械化水平，按照目前平均的掘進水平，設計認為該翼共配備3個掘進頭，其中1個綜掘，2個普掘?；夭膳c掘進工作面的采掘比為1：3。表1表2表3第五章礦井通風與安全第一節(jié)礦井通風一、礦井通風方式根據開拓部署，本井田分為南北兩區(qū)，先期采用中央并列式通風方式，當礦井開采逐步轉入井田西部時，由于其為深部區(qū)域，距離較長，通風較為困難，因此，增加一回風井，通風方式仍為中央并列式。二、礦井通風系統(tǒng)新鮮風流由主副井進入-350m井底車場，經南翼軌道暗斜井中部車場、軌道運輸斜(平)巷、軌道運輸順槽到達工作面。乏風從回采工作面經膠帶輸送機順槽、行人回風聯(lián)絡斜巷，到達-510m總回風大巷，再由風井排出地面。礦井首采區(qū)通風系統(tǒng)示意圖如圖6-1。圖6-1礦井初期通風示意圖三、礦井風量計算由礦井設計思想，下組煤開采初期實行上、下組煤配采，其產量大致分配為上組煤15萬t，下組煤45萬t，又二區(qū)的產量為19.39萬t，且服務年限相當有限，所以要保證正礦井產量，下組煤開采初期應有3個采區(qū)同時生產，其中上組煤一個，下組煤兩個(二采區(qū)和五采區(qū))，均為11層煤，各采區(qū)均為單面生產，此時為礦井開采下組煤過程中通風容易時期。下組煤開采通風困難時期為下組煤開采通風線路最遠采區(qū)時期，為保證礦井產量，此時至少有兩個采區(qū)同時生產，南北翼各一個，分別為15層煤的六采區(qū)和九采區(qū)，其中六采區(qū)為雙面生產。1、回采工作面需風量：∑Q采×3＝3/s。2、掘進工作面需風量按礦井配產安排，全礦井下組煤生產過程保持3個回采工作面，為保證礦井正常接續(xù)，初期需配備12個掘井頭，后期配備10個掘進頭。根據本礦井實際生產及鄰近礦區(qū)情況，確定每個掘進工作面風量為150m3容易時期：∑Q掘＝150×12＝1800m3/min＝30m3困難時期：∑Q掘＝150×10＝1500m3/min＝25m33、硐室實際需要風量(1)井下爆破材料庫：80m3(2)機電硐室空氣壓縮機房：60m3/min；水泵房：60m3/min；絞車房：60m3(3)其它主要硐室上倉膠帶輸送機頭硐室：50m3/min；清理撒煤硐室：50m3/則：通風容易時期：∑Q硐＝80+60+60×2+60×2+60×2+50+50+50×3＝750m3/min＝m通風困難時期：∑Q硐＝80×2+60+60×3+60×3+60×3+50×2+50×2+50×3＝1160m3/min＝m4、其它地點供風量根據我國大多數機械化礦井的統(tǒng)計資料，一般按下列公式計算：∑Q其它＝(∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐)×5%則：通風容易時期：∑Q其它＝(22.8+30+12.5)×5%＝m3/s通風困難時期：∑Q其它＝(22.8+25+19.3)×5%＝m3/s綜合上述計算全礦井初期風量為：通風容易時期：Q礦＝(22.8+30+12.5+3.3)×＝m3/s，取86m通風困難時期：Q礦＝(22.8+25+19.3+3.4)×＝m3/s，取m3四、礦井通風負壓計算22O，計2994Pa。五、礦井等積孔計算通風困難時期等積孔為：A＝＝2。礦井下組煤服務年限內，初期即通風容易時期，屬通風容易礦井；后期困難時期則為通風中等容易礦井。六、礦井扇風機選擇及電動機選型計算本礦井為低瓦斯礦井，通風系統(tǒng)為副井進風，風井回風，通風方式為中央并列式。設計選用二臺BDK-8-№25型對旋式軸流通風機，其中一臺工作，一臺備用。通風機為雙回路供電，兩路電源均引自6kV變電所。1、計算通風機風量Q和全風壓H:1)、風量×86=m3/s困難期：Q＝5×=m3/s2)、負壓計算容易期：H=1251Pa，取1260Pa；困難期：H=2994Pa，取3000Pa。2、風機運行工況點據淄博風機廠提供的通風網絡特性曲線。容易期：風量Q=86m3負壓H=1260Pa；效率η=0.83；安裝角度B=2°；困難期：風量Q＝m3/s；負壓H＝3000Pa；效率η＝0.6；安裝角度B=45.5°。3、電動機功率容易期：N＝kw；困難期：N＝kw。第二節(jié)礦井運輸提升本礦井采用一對立井開拓，其主、副立井原有提升設備及系統(tǒng)見第一章第三節(jié)井田開拓部分，在此不再贅述。另外，-350m水平至-510m水平原有3條暗斜井相聯(lián)系。為節(jié)省投資，下組煤開拓延深應利用現(xiàn)有設備，以充分發(fā)揮其效能。一、主立井提升設備礦井設計年生產能力60萬t，年工作日330d，日提升16h，主井提升不均勻系數。主井提升設備選型計算如下：礦井年產量60萬t；年工作日330d；日工作小時數16h；井口標高+m；裝載點標高-m；提升容器：6t輕型箕斗，載煤5000kg，自重2850kg；有效容積：3；井架高度36m提升循環(huán)時間：108s。二、副立井提升設備副井提升采用落地摩擦輪式提升機，擔負著全礦的矸石、材料、人員設備的提升任務。采用一對1t雙層單車多繩罐籠作為正常提升容器，單層提矸，雙層提人，上下層人員同時進出。按現(xiàn)有的提升設備，核定最大班提升時間，工人上下井時間29.425min<40min，總作業(yè)時間5.0h，副井提升滿足要求。三、原軌道暗斜井提升設備軌道暗斜井擔負-510m水平矸石、材料設備的提升任務。年提升矸石9萬t(50000輛矸石車)，其他輔助提升量20000車。四、原皮帶暗斜井主要設備皮帶暗斜井擔負-510m水平出煤的提升任務。主要設備為膠帶運輸機，年運輸能力為198萬t。五、南翼軌道暗斜井提升設備該軌道暗斜井擔負南翼-510m水平矸石及材料設備的提升任務，經計算設計選取JTP1.6型提升機，繩速v=/s，選取JR128-8型交流感應電動機，Pe=155kW；采用1t固定式礦車，單鉤竄車(每次提3輛)提升。同時，采用將軌道巷做為與猴車混用巷道，行人和行車分時復用。主要用于進料和入新鮮風流，只在下部接近-510m處布置雙股道。年提升矸石量為出煤量的20%，最大為12萬t(65000輛矸石車)，輔助提升量為2萬車。年總提升量最大約為15.6萬t。六、北翼軌道暗斜井提升設備該軌道暗斜井擔負北翼-700m水平矸石及材料設備的提升任務，設計選取選取JTY1.6/1.2B型提升機，v=/s；選取JR128-8型交流感應電動機，Pe=155kW。主要用于進料和入新鮮風流。軌道巷專用做輔助提升用，為單鉤竄車(每次提4輛)，只在下部接近-700m處布置雙溝道。年提升矸石量與上水平相當，為12萬t(65000輛矸石車)，輔助提升量為2萬車。年總提升量最大約為15.6萬t。七、北翼皮帶暗斜井設備采用和猴車混用巷道，行人和運輸同時利用。輸送帶：PVG1250S；運量：Q=250t/h；帶寬：B=800；帶速：v=2m/s。設計選用兩臺JR128-8型交流感應電動機，Pe=155kW。年運輸能力129萬t，滿足提升要求。第三節(jié)排水設備一、礦井涌水分析根據“王家寨煤礦初步設計說明書”中的礦井涌水量預算結果，-510m水平開采上組煤正涌水量為3/min，延深水平開采下組煤的正常涌水量為3/min，開采上組煤最大涌水量為3/min，開采下組煤的最大涌水量為3/min，故在-510m水平上、下組煤同時開采時正常涌水量為3/min，最大涌水量為3/min。二、排水系統(tǒng)因該礦礦井為多水平接續(xù)生產礦井，故各水平的礦井排水為分段接力排水。由“王家寨煤礦水平延深及技術改造設計”知，礦井-510m及其以上水平的排水設備均按礦井服務年限內最大涌水量進行設計，因此，設計只對-700m水平涌水的排水設備進行設計。即設立-700m水平井底主排水泵房和水倉，將-700m水平礦井涌水排入-510m水平井底水倉，再由-510m水平排入-350m水倉，最后經-350m水平中央泵房排出礦井。礦井排水系統(tǒng)如附圖二十。三、-700m排水設備選型計算基礎數據及設備選型主暗斜井井口標高510m；主暗斜井井底標高706m；礦井正常涌水量qz=3/min=3/h；礦井最大涌水量qmax=3/min=3/h。根據以上基礎數據計算-700m水平中央泵房需配置MD450-60×4型水泵3臺，其中一臺工作，一臺備用，一臺檢修。根據計算，排水管從-700m水平中央泵房敷設2趟無縫鋼管DP=Φ278mm，壁厚δ=mm，吸水管選用無縫鋼管Dx=Φ325mm，壁厚δ=mm，排水管在泵房內采用法蘭聯(lián)接，其他地方間隔用法蘭聯(lián)接，以便今后檢修，排水管長L=1260m×2，吸水管長L=×3。所選水泵工況點流量為385m3/h，效率為44％，揚程為第四節(jié)壓縮空氣設備因井下用風設備較少，為減少壓風損失和投資，只在地面設壓風機硐室。井下壓風需風量為：m3/min選用4L-20/8型空氣壓縮機4臺，3臺工作，1臺備用，每臺壓縮機電機容量132kW。在工業(yè)廣場設置壓風機硐室及配電硐室，電源引工廣變電所，供電電壓660V，安裝4臺4L-20/8型空氣壓縮機。每翼由風包分別向掘進頭敷設管路，選用內徑φ100水煤氣鋼管，采用快速接頭連接。第六章礦井供電第一節(jié)礦井供電系統(tǒng)一、礦井供電電源：王家寨煤礦地面降壓站由兩路35kV進線，由分別來自泉溝降壓站和新泰降壓站(簡稱泉王線和陳王線)，泉王線路由LGJ-120mm2裸架空線，全長；陳王線為LGJ-95mm2裸架空線，全長。正常以泉王線為主路，陳王線為備用回路，從而形成不同電源的雙回路供電電源，符合《煤礦安全規(guī)程》的要求。二、區(qū)域供電系統(tǒng)及礦井供電方式1、地面供電35kV礦井地面變電所位于工業(yè)廣場的西部，靠近負荷中心，進出線比較方便。變電所35kV配電裝置選用成套配電柜，其中有兩臺備用電柜。6kV配電室選用GG-1A(F)型高壓開關柜22臺，備用柜1臺。35kV和6kV高壓油開關采用CD10型電動操作機構，操作電源為直流220V，由控制室的直流電源供電。35kV和6kV配電室母線均采用單母線分段式，兩段母線之間設置母聯(lián)開關。低壓配電室選用BSL-10型低壓配電屏8臺，采用三相四線制的低壓供電電源，變壓器中性點直接接地，采用接零保護系統(tǒng)。礦井地面變電所有兩臺主變壓器，型號為S7-5000/35/6.3kV，作為礦井主電源，選用兩臺S7-35/3.5/0.4kv型號的變壓器。2、井下供電井下供電電壓等級為6kV、660V、127V。⑴-350m井下中央變電所下井電纜選用YJV42-6000-3×120型銅芯交聚乙烯絕緣、聚氯乙烯護套內粗鋼絲鎧裝電纜，由礦井地面變電所6kV兩段母線分別引出各一路，下井電纜共兩路，經副井井筒引入-350m井下中央變電所。當一路下井電纜發(fā)生故障停電時，另一路下井電纜應能承擔井下的全部負荷。井下中央變電所6kV母線，也是單母線分段式，并設有母聯(lián)開關。⑵-510m井下中央變電所井下-510m中央變電所內均安裝KYGG-22型高壓開關柜13臺(備用3臺)和2臺低壓動力變壓器。低壓配電屏KYX-1型7臺，KS7-315/6/0.66動力變壓器2臺，向井底車場附近的低壓動力供電，選用GQA-300/275-KY型硅整流器2臺，作為電機車的直流電源。初期11層煤二采區(qū)和五采區(qū)分別在-460m車場和-510石門設立采區(qū)變電所，安裝有PBGZ-6型高壓防爆配電箱6臺，礦用動力變壓器2臺。低壓開關選用KBG8型隔爆自動饋電開關和礦用隔爆型BKL1-1V檢漏繼電器。除煤電轉選用UZ-500橡套軟電纜外，其余設備均選用UPC-1000型礦用屏蔽電纜。在-350m水平南翼大巷和-510m軌道大巷，各設變電所1個，專供壓風機和掘進工作面供電，同時還需增加1臺KS7-315/6/0.66kV低壓動力變壓器，向膠帶輸送機、絞車房供電。660V系統(tǒng)采用JY82檢漏繼電器作為漏電保護；對127V的煤電鉆，采用ZZ8L-2.5型綜合保護裝置。⑶-700井下中央變電所-700m井下中央變電所的進線電源，是從-510m中央變電所分別從兩段母線經YJV42-70/6-696M電纜引出兩回路作為進線電源，本變電所采用KYGG-2Z型真空斷路器10臺。主排水泵3臺，進線2臺，母聯(lián)1臺，兩個采區(qū)各1臺，控制低壓動力變壓器2臺，另有1臺備用。低壓開關采用礦用一般型KYX-1型低壓配電屏7臺，向大巷電機車和井底車場及附近的低壓動力及照明供電。整流設備選用GQA-300/275-KY型硅整流器2臺作為電機車的直流電源。二采區(qū)變電所位于-460m標高二采軌道斜巷附近，電源來自-350m中央變電所，變電所內設置2臺高壓真空開關，一臺控制KSGBZY-500/6型移動變電站專供采煤機用電，高壓側采用UGSP-6000-3×50+1×16屏蔽電纜和AGKB-200/6000型電纜連接，高壓側的保護均由高壓防爆配電裝置進行保護。另一臺高壓真空開關控制KS7-315/6變壓器，該變壓器向采煤和掘進其他用電設備供電，除固定設備采用鎧裝電纜供電外，其他設備均采用低壓橡膠和屏蔽電纜供電。煤電鉆采用UZ-500型電纜。低壓總開關和分路開關選用KBZ型，工作面配電點及順槽運輸選用QBZ系列，掘進選用QBZ型，煤電鉆選用ZZ8L-2.5型綜合保護裝置。-700m井下接地采用保護接地方式。利用鎧裝電纜的外皮和鉛包及橡套電纜的接地芯線將主副水倉的主接地極與各級電動式、采區(qū)變電所、配電點的各用電設備在電氣上連接起來，再與局部接地極并聯(lián)，構成井下接地網，各設備外殼均與接地網相連形成井下保護接地系統(tǒng)。為了提高功率因素，在礦井地面變電所，利用靜電電容器并聯(lián)在6kV母線上進行高壓集中補償，補償裝置采用GR-1-01-3和GR-1-04柜各1臺，GR-1-01柜4臺。第四節(jié)井上下照明與通訊1、地面照明采用動—照合用(380V/220V)變壓器，但線路分開。井下照明電壓為127V，照明燈具選用KBY型隔爆熒光燈和KBB型隔爆白織燈。礦燈選用KS-9(a)型，充電室安裝KTS-102型充電架，要留有一定備用間隔。2、王家寨礦至新泰市郵局8km，開通兩對中繼線作為礦井對外聯(lián)系通道。本礦設行政電話、生產調度電話和電力調度電話各一臺。行政電話總機選用HJ905型200門縱橫制自動電話交換機；生產調度電話選用DT-110L型100門共點交換機。上述兩部總機均設在行政辦公樓內。電力調度電話總機選用HJ262T-10型10門磁石交換機，設在地面變電所控制室內。在井下-700m水平生產調度室，裝有交換機一部，與地面生產調度室聯(lián)系。第七章安全技術措施第一節(jié)預防瓦斯和煤塵爆炸一、預防瓦斯礦井煤層傾角為5~18°，煤層層間距不大。礦井主要采取以下防治瓦斯的措施：1、建立礦井瓦斯、二氧化碳和其它有害氣體的檢查制度，嚴格工作面的瓦斯檢查，每班按規(guī)定的檢查路線和檢查次數檢查井下瓦斯；2、礦井配備束管監(jiān)測系統(tǒng)，可以對井下采樣點的有害氣體進行連續(xù)監(jiān)測；3、礦井配備一定數量的便攜式瓦斯報警儀，礦長、礦技術負責人、爆破工、采掘區(qū)隊長、通風區(qū)隊長、工程技術人員、班長、流動電鉗工下井時，攜帶便攜式甲烷報警儀，隨時檢測井下巷道和作業(yè)地點的瓦斯?jié)舛龋?、回采工作面及掘進工作面安全監(jiān)控系統(tǒng)，回采工作面的瓦斯探頭的布置地點在工作面回風巷距工作面10m范圍以內，掘進工作面的瓦斯探頭布置在掘進工作面迎頭10m范圍內和掘進工作面巷道距回風口10m范圍內；5、礦井所有電器設備防爆等級均為礦用一般型及以上，井下嚴禁使用防爆等級在一般型以下的電器產品；6、礦井配備過濾式自救器；7、按設計要求對回采和掘進工作面配風，保證井下作業(yè)地點有足夠的風量；8、采掘工作面串聯(lián)通風的次數不得超過1次；9、設計采掘工作面無串聯(lián)現(xiàn)象，若礦井在開采過程中有串聯(lián)通風時，必須在被串工作面的進風流中安設安全監(jiān)控系統(tǒng)的斷電儀裝置；10、被串工作面進風流中瓦斯和二氧化碳濃度都不得超過0.5%，氧氣濃度不得低于20%，其他氣體的允許濃度按規(guī)程有關規(guī)定執(zhí)行；11、當被串工作面進風流中瓦斯?jié)舛却笥?.5%時，瓦斯斷電儀必須將被串工作面及其回風巷中的全部電氣設備斷電。采取加大工作面風量或增加局扇及其它方法稀釋工作面的瓦斯，當瓦斯?jié)舛取?.5%時,才可對被串工作面及其回風巷中全部電氣設備復電；12、并聯(lián)風路中應按設計要求配風，通過調節(jié)風門調節(jié)巷道的風量；13、采用擴散式通風的巷放工作面通風行人眼不得少于2個，其眼距和與工作面的距離不得大于6m，入風口的巷道寬度不得小于2m。為防止工作面瓦斯聚積，必要時應配合局扇進行輔助通風；14、回采工作面的落煤方式為爆破落煤，放炮后應做好工作面氣體檢查；15、定期對礦井的主要通風巷道進行維修，及時消除高冒區(qū)，防止瓦斯積聚和采、掘工作面的瓦斯積存。發(fā)生冒頂時，采用掛風幛、安設導風筒或局扇通風等方式，排放該地點的瓦斯；16、井下設臨時和永久測風站，每10天進行1次全面的測風，根據測風結果和設計要求對井下風量進行調整；17、加強對井下通風構筑物的管理，提高通風設施的可靠性；18、為防止回采工作面上隅角瓦斯超限，采用上隅角掛風幛的方法稀釋該處瓦斯；19、局部通風機架設位置位于新鮮風流中，距離回風巷口的距離大于10m；20、井下電器設備按《煤礦安全規(guī)程》選型，并配備保護裝置，電氣設備、測量儀檢修搬遷前切斷電源，且由專職電工操作；21、該礦設備部分需新購置，如瓦斯檢定器、自救器等，需按要求進行技術測定和校核后方能使用；22、加強對井下其它能引燃瓦斯的火源的管理和檢測。二、防止煤塵爆炸措施1、建立健全礦井的防塵灑水系統(tǒng)和防塵管理制度，落實好綜合防塵措施，保證防塵設施齊全、可靠并正常使用，責任落實到人；2、采掘工作面堅持采用濕式煤電鉆打眼并使用水炮泥封孔，做好放炮前、后的灑水降塵工作；3、消除井下煤塵堆積，及時清理采掘巷道中的浮煤；4、在采煤工作面運輸、回風巷及掘進工作面巷道設隔爆水棚；5、在混合斜井、運輸石門、回風石門、采煤工作面運輸巷、采煤工作面回風巷及掘進工作面巷道設置水幕降塵。第二節(jié)防止水患1、井下回采和掘進時堅持“有疑必探、先探后掘、長探短掘”的原則，探70m掘30m，遇到淋水異常時立即停止采掘作業(yè)，按規(guī)程要求進行探放水工作，以確保安全生產；2、礦井必需留設足夠的隔水煤柱。同時加強礦井涌水的監(jiān)測，做好防治水工作；3、定期清理水溝，保證水溝排水暢通；4、如發(fā)現(xiàn)工作面煤壁潮濕或滴水現(xiàn)象應及時向礦井值班人員匯報；5、做好工業(yè)廣場的疏排水及防洪排澇工作；6、定期檢修排水系統(tǒng)，保證水泵一臺工作、一臺備用、一臺檢修。第三節(jié)預防火災該礦井開采煤層均屬有爆炸危險、易自燃煤。為確保礦井安全生產，根據該礦井的采煤方法和巷道布置情況，礦井采用以氮氣防滅火為主，以均壓防滅火和地面回填堵漏為輔的防滅火方式。加快工作面的推進進度，提高回采率，減少采空區(qū)浮煤，及時封閉采空區(qū)，也能起到防火作用?；夭晒ぷ髅娌捎镁鶋悍罍缁鸺夹g，礦井應配備氮氣防滅火系統(tǒng)，提高礦井防治火災的能力。1、均壓防滅火2、氮氣防滅火3、束管監(jiān)測系統(tǒng)根據礦井防滅火的要求，礦井應配備氮氣防滅火系統(tǒng)，同時為礦井配備KSS-200型束管監(jiān)測系統(tǒng)，做為氮氣防滅火的配套設施該系統(tǒng)具有自動化程度高、能夠24小時連續(xù)監(jiān)探、操作方便直觀等特點。用戶可根據需要建立數據庫，對歷史數據進行分析，也可與礦領導進行聯(lián)機操作，實現(xiàn)數據共享。第四節(jié)其它事故的預防一、防止頂板事故(1)做好礦井的水文地質預報工作，提前預測工作面可能遇到的各種地質變化，及時采取相應的措施，防止頂板事故的發(fā)生；(2)回采工作面應加強頂板管理，做好超前支護工作；(3)掘進工作面作業(yè)人員要做好敲幫問頂工作，防止頂板事故的發(fā)生；(4)掘進工作面使用好前探梁或臨時支護，控頂距要符合作業(yè)規(guī)程規(guī)定，嚴禁空頂作業(yè)；(5)掘進工作面支架壓力增大時，應根據現(xiàn)場情況采取措施加強支護；(6)礦井配備礦壓觀測設備，以便及時掌握工作面壓力變化情況，為礦井的安全生產服務。二、放炮安全(1)放炮員必須經過培訓，并持證上崗，井下放炮必須由放炮員操作；(2)裝配引藥時，必須遵守下列規(guī)定：①必須在頂板完好、支架完整，避開電氣設備和導電體的工作地點進行；②防止電雷管受震動或沖擊，防止折斷電雷管腳線或損壞腳線絕緣層；③電雷管只允許由藥卷的頂部裝入，嚴禁將電雷管插在藥卷中部或捆在藥卷上；④電雷管插入藥卷后，應用腳線將藥卷纏住，以便將電雷管固定在藥卷內，還必須將電雷管腳線末端扭結；(3)嚴格執(zhí)行“一炮三檢”和“三人聯(lián)鎖”放炮制度，如果放炮地點20m范圍內風流中瓦斯?jié)舛冗_到1%時，必須報告并停止裝藥或放炮，并進行處理；(4)工作面裝藥時，其它人員要撤到安全地點，并派專人在可能進入放炮地點的通道上設好警戒，嚴禁一切人員通過；(5)井下放炮必須使用發(fā)爆器，發(fā)爆器鑰匙、雷管箱鑰匙必須由放炮員隨身攜帶，不得轉交他人；(6)放炮后，班組長、瓦檢員、放炮員和安全員必須檢查放炮地點的瓦斯、頂板、支架、瞎炮、殘爆、通風等情況，確定無危險后，工作人員方可進入工作面作業(yè)；(7)出現(xiàn)瞎炮時，必須在班組長指導下按《煤礦安全規(guī)程》中的有關規(guī)定及時進行處理，在沒有處理完畢前不準從事與處理瞎炮無關的工作；(8)處理瞎炮只允許在距離瞎炮不小于處另打與炮眼平行的新炮眼，重新放炮，禁止使用其它方法處理瞎炮；(9)嚴格執(zhí)行雷管炸藥領取和清退制度。三、防堵措施(1)煤倉或溜煤斜巷采用丘賓筒支護，傾角一般不小于60°，小于60°的溜煤斜巷，其底部必須鋪設鐵板或鐵軌并經常檢修更換；(2)在煤倉或溜煤斜巷旁開掘平行眼，每隔8m(3)放煤口應安設鐵篦子，防止大塊煤或木料等其它雜物進入煤倉或斜巷內；(4)控制煤倉的存煤量，不得存量過多、存放時間過長，同時應避免工作面水流入煤倉；(5)當煤倉堵塞時，嚴禁人員進入煤倉內，并必須有防止煤突然流下保證人員安全的措施。禁止由煤倉上口往下沖水。第八章勞動定員與主要經濟技術指標第一節(jié)勞動定員與勞動生產率一、勞動定員的確定本礦設計生產能力為60萬t/a，根據原煤炭部1994年制定的《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》的精神，結合本礦具體煤層、地層特征和生產技術條件，確定全礦勞動定員，見表8-1。表8-1勞動定員表順序類別出勤人員在籍系數在籍人數一生產工人13261679井下工人11001430地面工人226249二管理人員6969行政人員44144技術人員25125原煤生產人員13951748三服務人員123123四其他人員27