1、矿井通风安全毕业实习报告解析第一章 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
2、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
3、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。 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，
4、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
5、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
6、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
7、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7
8、km；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
9、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
10、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3
11、80211050.60.80.753.0 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
12、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
13、.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
14、 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：P
15、E 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
16、.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。 Kcos 1500.60.75 120Kw，考虑富余，选用KBSGZY-250移动变电站。式中：cos 补偿前功率因素，取0.75； K负荷系数，取0.6； 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
17、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%
18、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
19、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
20、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
21、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
22、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
23、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
24、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P
25、UYVR127/0.28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
26、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
27、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
