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五阳一矿2.4Mt/a新井设计(含说明书和图纸)

添加时间:2020/05/27 来源:华北科技学院 作者:史志华
五阳一矿年设计生产能力2.4Mt/a,服务年限70年。采用立井两水平开拓,第一水平标高630,第二水平标高350m,矿井采用倾斜长壁采煤法开采,矿井布置一个个综放工作面保证全矿井的产量,长度200m.
以下为本篇论文正文:

设计总说明

  五阳一矿2.4Mt/a新井设计,全篇共分为十个部分:矿井概括及井田地质特征、井田境界及储量、矿井工作制度和设计生产能力及服务年限、井田开拓、带区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升、矿井通风与安全和矿井主要经济技术指标。

  五阳一矿井田其南北长约3.3km,东西长约4.4km,面积约14.52km2.井田内的主要可采煤层为3煤,12煤该煤层赋存稳定,平均厚度7m.倾角平均为10°,为缓斜煤层。井田内工业储量297.92Mt,可采储量241.01Mt.矿井平均涌水量为230m3/h,相对瓦斯涌出量1.25m3/t,属于低瓦斯矿井,煤层没有爆炸危险性,无自然发火现象。

  五阳一矿年设计生产能力2.4Mt/a,服务年限70年。采用立井两水平开拓,第一水平标高630,第二水平标高350m,矿井采用倾斜长壁采煤法开采,矿井布置一个个综放工作面保证全矿井的产量,长度200m.

  关键词:新井设计;年生产能力;立井两水平开拓

矿井

Design General Information

  WuYangkuang 2.4M t/a new well design, entire altogether pides into ten parts: Mine pit summary and well field geological feature, well field boundary and reserves, mine pit work routine and design productivity and service life, well field development, working area tunnel arrangement, coal-mining method, underground haulage, mine hoist, mine ventilation and security and mine pit major economic technical specification. wuyangkuang well field its north and south long approximately 3.3km, thing long approximately 4.4km, area approximately 14.52km2. In the well field mainly may mine coal the level is 3 coals  and 12coals,this coal bed tax saves stably. The inclination angle is equally 10°, is the gentle coal bed. In well field commercial production 297.92Mt, recoverable resources 241.01Mt. The mine pit welling up water volume is 230m3/h equally, relative gas discharge measures 1.25m3/t, belongs to the low gaseous mine, the coal bed explosion hazard, not spontaneous combustion phenomenon. WuYangkuang ore year design productivity 2.4M t/a, service life in 70. Uses the vertical shaft two level developments, first horizontal elevation 630m, second horizontal elevation 350m. The mine pit uses the inclined long well synthesis to pick puts goes against the coal development, the mine pit arranges a synthesis to pick the working surface to guarantee that the entire mine pit the output, length 200m.

  Key word: New well design; year productivity vertical shaft ;two level developments

目录

前言

  通过在大学四年的学习和专业知识的掌握,以及本次毕业设计的考验,使我更了解了理论学习与实际实践的差距,更清楚的感受到了自己在专业课方面的弱点和不足,明白了以后的努力方向。

  本次设计对我们知识、能力进行了综合的锻炼和培养,是塑造我们理论联系实际、严肃认真的科学续态度和工作作风,是对自己所学知识和能力的综合考验;其次是让我们更加接近现场实际情况,深入现场实际的学习过程,培养我们深入了解专业知识、绘图、计算机应用能力,于此同时也使我们对煤炭工业方针、政策有了更进一步的了解。

  本设计是关于新矿井的建设,其中包括开拓方式、采煤工艺、支护方式、设备选型以及矿井的各个系统。本设计涉及到很多方面的内容,包括通风安全方面,采煤工艺方面,岩石力学方面以及CAD制图方面的知识。在设计时,需对矿井的地质情况,煤层的受力等情况进行分析,这样才能使建成的矿井更符合实际情况。

  通过本次设计使我们对所学专业知识有了更加深刻的理解和认识,同时通过做毕业设计也培养了我们个人发现问题、分析问题和解决问题的真实能力,培养我们实事求是的科学态度和严谨的工作作风,为将来在工作岗位上更好的发挥自己的能力奠定了坚实的基础。

  由于本人所学知识有限,对有些知识的掌握还不够准确,所以在设计中难免会出现些错误,希望各位老师、同学们给予批评指正。

  通过本次毕业设计,使我们学到更多的采矿专业知识,更重要的是,让我所学的理论知识与实践相互结合了起来,从而也为我们以后的工作打下了良好的基础。

  1 矿区概述及井田地址特征

  1.1 矿区概述

  1.1.1 交通位置

  五阳煤矿交通条件较为便利。太焦铁路线自北而南横穿井田,襄垣火车站、五阳火车站位于井田之内,本矿铁路专用线与五阳站相接。邯长、太焦铁路在长治北站交会。太焦线北接石太、同浦线,南接陇海线。

  榆黄公路自本井田穿过,西距208国道1km.五阳煤矿距襄垣城约3km,距长治市约45km.距太原市约215km.潞安矿区的公路网连接着整个矿区,矿区至长治、太原等地均有汽车相通,交通真可谓"四通八达". 长治至各主要城市间距离见表1-1.

  1.1.2 地形地势

  潞安矿区位于太行山中段西侧,长治盆地之西部。隶属的五阳井田位于矿区东北部。纵观其地貌特征,属黄士高原的低山丘陵地带,地势较为平坦,呈南高北低,西高东低。大多为黄士所覆盖,局部零星出露中奥陶系地层及二叠系地层,冲沟发育。最高点位于本区南文王山北断层附近,海拔为+945.50m,最低点位于漳河河谷,海拔+854.00m,最大高差为91.50m.

  1.1.3气象及地震

  本区属典型大陆性气候,干燥多风,四季分明,年平均气温8.9℃,日最高气温37.4℃,最低气温-29.1℃。

  年平均降水量为583.3mm,最大917.0mm,最小414.0mm,雨季集中在7、8、9三个月,日最大降水量109.7mm.

  年平均蒸发量为1755.3mm(高于降水量2.01倍);最高为1996.3mm,最低为1502.1mm.

  年主导风向为西北风,夏季风向为东南风,最大风速为17m/s,最大风压为350Pa.冰冻期为每年10月末到翌年4月,最大冻土深度为0.75m.

  根据1990年国家地震局对五阳、襄垣县地区地震基本烈度的划分意见,本区地震基本烈度为6度。

  1.1.4 水源和电源

  ⑴水源

  矿井工业用水采用井下排水处理后复用。生活用水原准备取自常村矿井水源地奥灰水,用约10.5km的长距离输水管送到矿井工业场地。

  由于生活饮用水水源过远,目前,潞矿集团正在矿井工业场地与矿井东风井场地之间进行水源勘探,积极查明第四系底砾层及中奥陶系O2f、O2s等地层的水文情况,如其水量、水质能满足饮用水要求和标准,则优先利用其作为矿井饮用水源。

  ⑵电源

  长治地区有华北电网主力电厂--漳泽电厂一处,处于漳泽水库大坝东约2.5km,现装机已达1000MW.

  长治北有220kV变电站一座,容量2×90MVA,电压为220/110/35kV,目前以220kV线路与霍县电厂(400MW)、漳泽电厂并网,该变电站为电力系统的枢纽变电站。

  矿区现有电源三处:西白兔电厂,规模(3×6+12)MW;长治电厂装机23MW;五阳矿坑口热电厂装机2×25MW.常村矿设有110kV变电站,是矿区的一座中心变电所,电源两回引自位于常村矿井东南约3km的辛安开闭所,两回引自五阳电厂,装置3台31.5MVA变压器,电压为110/35/6kV.本矿井电源条件可靠。

  1.2 地质特征

  1.2.1区域地质构造

  潞安矿区位于沁水煤田东部中段,处于华北断块区吕梁~太行断块沁水块坳东部次级构造单元的沾尚~武乡~阳城北北东向褶曲带中段,晋获断裂带西侧。矿区主体部分为新生代叠加的长治新裂陷,五阳井田位于新裂陷西北部。

  1.2.2 地层

  井田内及其外围广为第四系黄土覆盖,仅北部及西部沟谷中有二叠系上统上石盒子组,石千峰组及三叠系下统刘家沟地层出露。井田内地层从新至老有第四系(Q)、三叠系下统刘家沟组(T1L)、二叠系上统石千峰组(P2sh)、二叠系上统上石盒子组(P2s)、二叠系下统下石盒子组(P1x)、二叠系下统山西组(P1S)、石炭系上统太原组(C3t)、石炭系中统本溪组(C2b)、奥陶系中统峰峰组(Q2f)。

  1.2.3 井田地质构造

  矿区主构造线近南北,以褶曲为主,向斜紧密,背斜开阔,断裂较少,地层走向近南北,倾向西且略有起伏;倾角3~15o.

  井田内揭露的断层共33条,其中正断层10条,逆断层23条。落差大于30m的断层有9条(包括井田南、北边界断层),30~10m的断层有20条,落差小于10mm的有4条。

  褶曲以北北东~南北向为主,贯穿全井田的褶曲自西向东依次有坪村向斜、余吾背斜、余吾向斜、苏村背斜及五阳向斜。其中以西部的坪村向斜和东部的苏村背斜构成井田内煤层起伏的基本形态。另外,还有东邓向斜和墙则背斜。此外,井田内有陷落柱6个。

  1.3 煤层及煤质

  1.3.1 煤层

  ⑴ 3#煤层:位于山西组中下部,平均厚度7m,最薄点位于井中东部的五157孔,全区总体上稳定,无明显变化趋势(参见附图42五阳煤矿3#煤层等厚线图),风化带内可见最小煤厚为0.22 m.含夹矸0~2层,夹矸厚度最大0.10m,最小0.01m,平均0.06m,纯煤厚度5.69m.夹矸岩性多为炭质泥岩,少数为泥岩。煤层顶板岩性为泥岩、砂质泥岩,局部为细砂岩。底板岩性为黑色泥岩、粉砂岩。属结构简单。该煤层全区稳定可采且厚度大,为本井田正在开采煤层,因此对该煤层的控制研究程度均很高。据上分析,确定3#煤层为稳定型。

  ⑵ 15-1#煤层:位于太原组下部,上距K2灰岩5m左右,平均厚度0.92m,不稳定。含夹矸0~1层,一般夹矸厚度小于0.03m,岩性多为炭质泥岩,顶底板岩性多为泥岩,砂质泥岩。层位较稳定,井田内仅南峰扩区多不可采。控制研究程度均较高。据上分析, 确定15-1#煤层为不稳定型。

  ⑶ 15-3#煤层:与15-1#同属15#煤组,位于太原组下部,上距K2灰岩10m左右,厚度0.74~2.92m,平均1.59m,较稳定。含夹矸0~3层,厚度0.05~0.20m平均厚度0.15m,局部呈透镜状厚度近0.47m.夹矸岩性多为炭质泥岩,顶底板岩性为泥岩、砂质泥岩。煤层层位稳定,全区可采,该煤层的控制及研究程度均较高。据上分析, 确定3#煤层为较稳定型。

  其余6#、8#、9#、11#、12#、14#、15-2#煤层在全井田内属局部和偶尔可采。根据现行《煤、泥炭地质勘查规范》及有关规定,均属不可采煤层。

  1.3.2煤质

  研究煤岩、煤质特征对于进行煤层对比,评价煤的工业用途及煤的综合利用都十分重要

  ⑴煤的物理性质和煤岩特征

  1)煤的物理性质

  3#煤:为黑色,细~中条带状结构,层状构造,条痕色为黑色,强玻璃光泽,裂隙较发育,呈阶梯状或贝壳状断口。经取样测试3#煤视相对密度为1.35,1.41;散密度为849~950kg/m3;安息角为37.2~37.3度;摩檫角为20~24°。

  15-1#和15-3#煤:为黑色,细~中条带状结构, 层状构造,条痕色为黑色,金刚光泽,裂隙发育,呈阶梯状或参差状断口。经取样测试15-1#和15-3#煤视相对密度为1.40和1.42.

  2)煤岩特征

  ①宏观煤岩特征:

  3#煤:煤岩组分以亮煤为主,暗煤次之,夹少量镜煤及丝炭条带。煤岩类型以半亮型为主,半暗型次之。

  15-1#和15-3#煤:煤岩组分以亮煤为主,暗煤次之,夹镜煤条带和丝炭透镜体,含黄铁矿结核。煤岩类型以半亮型为主,半暗型次之。

  ②显微煤岩特征:

  各煤层的显微煤岩资料不多,根据南-14号孔煤芯样,3#煤的显微煤岩特征:有机组分以镜质组为主,惰质组次之,无机组分以粘土类为主,见硫化铁类,粘土类呈透镜状、浸染状,硫化铁类的黄铁矿呈颗粒状,偶见次生方解石。显微煤岩组分见表1-3.

  ⑵煤的化学性质及有害、微量元素

  1)煤的化学性质

  ①。水分(Mad)

  各煤层原、浮煤水分变化不大,各煤层原、浮煤水分分析见表1-4.

  ②。灰分(Ad)

  3#煤层原煤灰分较稳定,一般在13~16%,仅少数点>20%;15-1#煤层原煤灰分变化在14.49~38.06%之间;15-3#煤层原煤灰分变化在7.61~35.28%,各煤层原、浮煤灰分分析见表4-4.依据《GB/T15224.1-2004》煤炭质量分级(灰分)标准,各煤层灰分分级:3# 煤层属低灰煤;15-1#和15-3#煤层属中灰煤。各煤层煤灰分变化示意图1-2.各煤层经浮选后灰分下降幅度较大,3#、15-1#和15-3#煤层降灰率分别为38%、57%和53%.


  ③挥发分(Vdaf)

  五阳煤矿各煤层挥发分产率Vdaf在15%左右,在垂向上随着煤层埋藏深度的增加,挥发分产率逐渐降低。挥发分分析见表4-5.

  ④硫分(St,d)

  各煤层硫分化验结果见表4-5.依化验数据分析3#煤层原煤全硫含量<0.5%,15-1#、15-3#煤原煤全硫含量变化较大0.52~6.51%.

  依据《GB/T15224.2-2004》煤炭质量分级(硫分)标准,用实测各煤层发热量数据折算干燥基全硫,结果见表4-3.依据该标准进行煤的硫分分级:3#煤属特低硫煤;15-1#煤属中高硫煤;15-3#煤属中硫煤。各煤层硫分变化示意图1-3.

  形态硫仅五-194孔15-3#煤层有化验资料,形态硫中以硫铁矿硫含量为主,占77%,有机硫含量次之,占22%,硫酸盐硫含量很少,仅为1%.

  山西组3#煤层全硫含量低于太原组15-1#、15-3#煤层,15-1#和15-3#煤层全硫经洗选后硫含量均有较大幅度降低,脱硫率分别为29%和44%.因此,在对本区太原组中高硫煤的开采过程中,采取适宜的脱硫方法将提高太原组煤层的利用价值,同时也能带来更加可观的社会效益和经济效益。

  ⑤发热量(Qgr,v,d)

  影响煤的发热量主要是水分和灰分。各煤层原、浮煤高位发热量达29.97MJ/Kg以上,依据《GB/T15224.3-2004》煤炭质量分级(发热量)标准,对各煤层发热量进行分级:3#、15-1#和15-3#煤层均属特高热值煤。结果见表1-4.洗选后各煤层发热量有不同程度的增高,如图4-3所示。

  1.4 其他开采技术条件

  1.4.1瓦斯

  根据《五阳井田勘探(精查)地质报告》有关瓦斯含量资料和3号煤层甲烷含量等值线图,采用抚顺煤科分院的科研成果"分源计算法预测矿井瓦斯涌出量"的计算方法,经计算五阳矿井的相对瓦斯涌出量为1.25m3/t,五阳矿井属低瓦斯矿井。地质报告中采用煤科总院抚顺分院的计算方法,计算出3号煤层属非突出危险煤层。

  1.4.2 煤尘

  各煤层火焰长度在3~15mm之间,扑灭火焰的岩粉量为5~50%.各煤层煤尘均无爆炸危险性。

  1.4.3煤的自燃

  3、9号煤层属不自燃煤层,15-2号煤层属易自燃煤层,15-3号煤层属不易自燃至易自燃煤层。

  1.4.4地温

  井田内恒温带深度约为40m,温度为9.5℃,略高于该地区常年平均气温 (8.9℃),本井田平均地温梯度为1.8℃/100m,属地温正常区。

  1.5 水文地质

  1.5.1含水层及其水文地质特征

  井田内钻孔揭露的含水层为10层,其中中奥陶统峰峰组石灰岩岩溶裂隙含水层(Ⅰ)、二叠系下统山西组3号煤顶板砂岩裂隙含水层组(Ⅳ~Ⅶ)、基岩风化带裂隙含水层(Ⅸ)对建井和开采3号煤层有一定影响,第四系孔隙含水层(Ⅹ)对立井施工有较大影响。其它5个含水层属弱含水层,对矿井开采影响甚微。对矿井施工和开采有影响的5个含水层自下而上分叙如下:

  ⑴中奥陶统峰峰组O2f石灰岩岩溶裂隙含水层(Ⅰ)

  本含水层埋藏深度为512.21m~799.29m,含水层厚度平均198.8m,由灰岩、泥岩等组成。上部60m岩溶裂隙不发育,下部有串珠状小溶孔;但连通性差。结合区域和井田资料分析,井田内奥灰岩溶裂隙含水层富水性弱,水循环交替滞缓,地下水滞流或迳流不畅,但因受构造影响,局部有富水的可能。

  井田内奥灰延深孔除701号孔因发生孔内事故外,其余见明显含水层的钻孔水位标高均与区域水位标高一致(+600m)而未见明显含水层的钻孔则水位标高差异较大,详见表1-5:

  ⑵二叠系下统山西组含水层组(Ⅳ~Ⅶ)

  本含水层组为碎屑岩裂隙含水层组,包括K7(Ⅵ)、3号煤层顶板(Ⅶ)及K8砂岩裂隙含水层,厚4.47~34.31m,平均22.23m,岩性以中、细粒砂岩为主,该含水层是3号煤层直接充水含水层。根据抽水试验及邻矿排水资料,该含水层富水性弱。

  ⑶基岩风化带裂隙含水层(Ⅸ)

  由于基岩风化程度受构造、岩性、埋藏深度及气侯等条件的影响,其富水性差异较大,裂隙发育程度也不同,厚度一般为50~70m,沿绛河两岸可达150m,由于被第四系覆盖,此含水层局部具承压性,局部地段直接与第四系含水层发生水力联系或出露地表,受大气降水影响明显。邻近的常村矿井,井筒施工至本含水层时,涌水量达278m3/h.

  ⑷第四系孔隙含水层(Ⅹ)

  除井田北部基岩裸露区外广泛分布,由北到南逐渐加厚,最大厚度达139.48m,平均44.53m,由粘土、砂质粘土及粗~粉砂及砂砾组成。富水性由砂、砾层发育程度而定,井田内水位动态变化受大气降水影响明显。

  1.5.2井田内主要隔水层

  ⑴石炭系上统太原组底部及中统本溪组隔水层

  由泥岩、铝质泥岩、铁质泥岩及局部夹砂岩透镜体组成、透水性差,厚度为8.32~44.45m,平均20.76m.不整合于峰峰组灰岩岩溶裂隙含水层之上,阻隔其与上覆含水层的水力联系。

  ⑵二叠系砂岩含水层层间隔水层

  主要由泥岩、砂质泥岩组成,单层厚度为0.50~17.22m,透水性差,呈层状分布于各含水层之间,形成平行复合结构。

  2 井田境界和储量
  2.1  井田境界
  2.1.1井田范围
  2.1.2井田尺寸
  2.2矿井工业储量
  2.3  井田可采储量
  2.3.1安全煤柱留设原
  2.3.2永久保护煤柱损失计算
  2.3.3矿井可采储量

  3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限
  3.1  矿井工作制度
  3.1.1 矿井年工作日数的确定
  3.1.2 矿井工作制度的确定
  3.1.3 矿井每昼夜净提升小时数的确定
  3.2  矿井设计生产能力及服务年限
  3.2.1 矿井生产能力的确定
  3.2.2 矿井服务年限
  3.2.3 井型校核

  4 井田开拓
  4.1井田开拓基本问题
  4.1.1井硐形式的选择、数目及配置
  4.1.2 井筒位置的确定
  4.1.3 工业场地的位置
  4.1.4方案比较
  4.2  矿井基本巷道
  4.2.1 井筒
  4.2.2 井底车场
  4.2.3 井底车场硐室
  4.2.4 矿井主要开拓巷道

  5准备方式-带区巷道布置
  5.1煤层地质特征
  5.1.1带区位置
  5.1.2带区煤层特征
  5.1.3 水文地质
  5.1.4 地质构造
  5.2带区巷道布置及生产系统
  5.2.1确定工作面推进方向
  5.2.2带区准备方式的确定
  5.2.3 带区巷道布置
  5.2.4带区生产系统
  5.2.5 带区生产能力及采出率

  6采煤方法
  6.1采煤工艺方法
  6.1.1带区煤层特征及地址条件
  6.1.2确定采煤工艺
  6.1.3回采工作面参数
  6.1.4采煤工作面破煤、装煤方式
  6.1.5 采煤工作面支护方式
  6.1.6循环放煤步距及采放比
  6.1.7各工艺过程注意事项
  6.1.8采煤工作面正规循环作业
  6.2回采巷道布置
  6.2.1 回采巷道布置方式
  6.2.2 回采巷道参数

  7井下运输
  7.1概述
  7.1.1矿井设计生产能力及工作制度
  7.1.2 运输距离及载货量
  7.1.3 矿井运输系统
  7.2  带区运输设备选择
  7.2.1 设备选择原则
  7.2.2 带区煤炭运输设备选择及验算
  7.3  大巷运输设备选择
  7.3.1 运煤设备选择及验算
  7.3.2 辅助运输设备选择

  8 矿井提升
  8.1   立井提升
  8.1.1  设计依据和主要内容
  8.1.2  提升容器的选型计算
  8.1.3  提升钢丝绳的选择计算
  8.1.4  提升机选择
  8.2   副井提升

  9 矿井通风与安全
  9.1  矿井通风系统选择
  9.1.1 选择通风系统的原则
  9.1.2 矿井通风方式的选择
  9.1.3 矿井主要通风机工作方式
  9.1.4 带区通风系统要求
  9.1.5 工作面通风方式的选择

  9.2  全矿及带区所需风量的计算
  9.2.1 工作面所需风量的计算
  9.2.2 掘进工作面需风量
  9.2.3 硐室需风量
  9.2.4 其他巷道所需风量
  9.2.5 矿井总风量
  9.2.6风量分配

  9.3  全矿通风阻力计算
  9.3.1 矿井通风阻力计算
  9.3.2 两个时期的矿井的总风阻和总等积孔
  9.4  通风机选型
  9.4.1 矿井通风设备的要求
  9.4.2 选择主要通风机
  9.4.3 电动机选型

  9.5  防止特殊灾害的安全措施
  9.5.1 防治瓦斯
  9.5.2 防治煤尘
  9.5.3 防治火灾
  9.5.4 防治水
  10 设计矿井基本技术经济指标

  专题部分
  煤矿瓦斯抽放技术
  1. 概述
  2.我国煤矿瓦斯抽放技术的发展
  3.适合我国煤层赋存条件的典型瓦斯抽放方法
  4.瓦斯抽放技术装备
  5、我国煤矿瓦斯抽放实例
  5.1煤矿瓦斯抽放对我国煤矿生产的影响
  5.2我国煤矿瓦斯抽放实践

  6、我国煤矿瓦斯抽放技术存的展望及存在的问题

  6.1瓦斯抽放技术的展望

  各煤炭企业根据各自实际,在把瓦斯用作民用燃料、工业燃料、发电和化工原料等方面,做出了积极的探索。截至2003年,我国实际瓦斯利用总量为62921万m3.瓦斯的抽放利用,极大地促进了企业开展瓦斯抽放工作的积极性,不仅有效地缓解了矿井瓦斯灾害,有效地改善了煤矿的安全生产条件,同时还解决了部分就业问题、取得了良好的经济效益、社会和环境效益。提高煤矿瓦斯利用率,通过利用规模的扩大促进抽放规模的扩大,以利用促抽放、以抽放保安全,已成为当前瓦斯防治工作的一个特点。

  半个世纪以来,中国煤矿瓦斯抽放技术虽有很大发展,但由于我国井工开采采煤量大,到2000年抽放矿井的产煤量仅占井工开采总产量的14.8%,抽放瓦斯量仅占井工开采矿井瓦斯涌出量的9.9%,故抽放瓦斯工作应进一步加强,今后瓦斯抽放技术发展的方向应围绕以下几方面:

  (1)进行瓦斯抽放技术筛选及适用性研究,总结各项瓦斯抽放技术的应用情况、技术特点、适用范围和条件,开展适用性研究。为全国各矿区的瓦斯抽放提供指导

  (2)继续研究试验单一低透气性煤层强化抽放技术,提高开采层预抽的抽放率,降低煤层的瓦斯涌出量,消除或降低煤层的突出危险性。

  (3)研制功率大,故障率低,打钻效率及成孔率高的新型钻机及配套设备,完善打钻工艺,解决松软煤层打钻及成孔问题。

  (4)研究瓦斯抽放长钻孔施工及定向技术,开发定向长钻孔的监控装置,保证钻孔的各项参数能达到设计要求。

  (5)继续开采地面钻孔抽放瓦斯试验,真正做到先抽后采

  6.2 存在的问题及解决办法

  尽管煤矿瓦斯抽放及防治工作表现出良好的发展势头,也得到的人们的广泛关注,但我们必须清醒的认识到瓦斯事故任然很严重。安全形势依然严峻,表现为以下几个方面:一是瓦斯事故总量居高不下。2005年我国共发生瓦斯事故414起,死亡2171人,瓦斯事故占煤矿事故总量的13%.二是特大瓦斯事故频发,我国煤矿企业发生一次死亡10人以上的瓦斯事故41起,死亡1331人,占煤矿特大事故总量的71%.三是小煤矿是瓦斯事故重灾区,全年乡镇个体煤矿发生事故2480起,占总数的75%,百万吨死亡率为5.5.其中瓦斯事故353起占全国瓦斯事故总数的85%.由此可见瓦斯问题是制约我国煤矿安全生产的主要因素,所以要想让煤炭工业健康发展就必须处理好瓦斯问题。

  当前,在瓦斯利用方面突出存在以下几方面的问题:

  一是瓦斯抽放技术与装备比较落后。近年来虽然在瓦斯抽放理论与工程实践方面取得了较大的进展,但目前我国矿井瓦斯平均抽出率仅有23%,而美国、澳大利亚等主要产煤国家的矿井瓦斯抽出率均在50%以上。我国煤矿瓦斯抽出率低,虽然有煤层自然条件差、透气性低等原因,但抽放技术、抽放方法、抽放设备落后即抽放效果差是其中的主要原因。如我国自行开发生产的钻机远不能满足要求;钻进工艺落后、钻进设备不配套等。

  二是投入不足。1979年国务院曾以国发〔1979〕100号文规定了企业每年应在固定资产更新和技术改造费用中按一定比例提取资金用于改善劳动条件。后来,我国实行新的财务制度取消了这项规定,导致不少企业安全投入严重不足,直接影响到瓦斯抽放系统的建设、使用及更新改造。据统计,目前矿井瓦斯抽放系统单井投资在500万元以上。由于前几年安全生产欠账较多,需补欠和改造的技术装备和安全设施较多,虽然2004年发改委、财政部和国家安全生产监督管理局联合下发了关于提取安全费用和煤矿维简费用的通知,但企业难以在短时间内筹集较多资金用于建设完善瓦斯抽放系统。

  三是瓦斯利用渠道不畅。虽然政府在制定发展规划和产业政策时给予煤矿瓦斯抽放与利用多方面的支持,但在瓦斯发电上网方面等仍存在较多障碍,有的地方不允许上网,有的地方虽允许上网,却压低上网电价,这事实上将瓦斯发电拒之网外。有些地方的市政燃气管网宁可用高污染的煤气也不用煤矿瓦斯,导致开采利用瓦斯的煤矿企业处于一种亏损状态。

  四是缺乏必要的统一与协调。目前我国在煤矿瓦斯的抽放与利用管理方面存在严重的条块分割现象,部门之间、企业之间、企业与部门之间各自为政,自行发展,形不成规模、形不成产业,地方与企业参与研究与开发的动力不足、积极性不高,严重阻碍着煤矿瓦斯抽放与利用工作的发展。

  五是税收、财政等鼓励政策力度不足。为有效地提高瓦斯抽放率、减少煤矿瓦斯事故,国家曾出台了一系列优惠政策,以鼓励和支持煤矿开展瓦斯抽放利用工作。但由于税费优惠政策力度不够,加之瓦斯抽放利用具有高投入、高风险的特点,尤其是在勘探、开发的初期,投入资金较大,不仅难以吸引外部资金来矿区投资开发,就连煤矿本身积极性也不高,影响了瓦斯利用工作的广泛开展。

  针对煤矿瓦斯利用和以用促抽方面存在的突出问题,应进一步加大政策支持力度,尽快研究出台一系列的鼓励、支持政策,调动煤矿企业及社会的积极性,扩大煤矿瓦斯抽放规模、提高利用率,促进瓦斯利用产业的形成,为煤矿安全生产提供保障。

  一是要提高财税优惠幅度,保护和调动企业和社会开发利用煤矿瓦斯的积极性。煤矿瓦斯抽放及利用有利于煤矿安全生产和环境保护,应将煤矿瓦斯作为新型洁净能源来对待,在税费征收、科技投入等方面给予必要的优惠政策,给予免征资源税、所得税、增值税、设备进口关税、矿区使用费及探矿权税等税收,提供财政补贴和低息贷款、折旧优惠等优惠政策,大力鼓励民间投资,吸取国外和社会投资,以保护和调动企业、社会开展煤矿瓦斯抽放与利用技术研究与开发的积极性。

  二是要实施奖励制度。为实现"以用促抽,以抽保安全"的目标,可借鉴美国等主要产煤国家的做法,对实施瓦斯抽放并实现资源化的煤矿企业实施奖励制度,按照煤矿企业的实际瓦斯抽放利用量给以一定的资金补贴,鼓励煤矿企业积极开发利用煤矿瓦斯。同时,清除体制与政策上的障碍,支持煤矿瓦斯发电上网,引导煤矿瓦斯进入城市天然气管网,以提高瓦斯利用率,有效地促进瓦斯利用的快速发展。

  三是要建立示范工程。煤矿瓦斯抽放与利用是一项综合性的系统工程,投资大、风险高,煤矿企业和社会力量在进入这一新的领域时,存在一定的主客观障碍。因此,国家应通过出台支持和鼓励性的政策,重点支持建设示范工程,用生动现实的实例向有关部门、地区、企业说明开发和利用煤矿瓦斯不仅可以有效解决煤矿在安全生产领域的突出问题,而且具有较为明显的投入产出效益,推动煤矿瓦斯抽放利用不断上台阶,促进瓦斯开发利用产业的迅速兴起。作为示范工程的一部分,还可建立全国瓦斯抽放利用促进中心,国家委托其研究提出煤矿瓦斯抽放利用的技术方案、产业规划和政策建议,为煤矿瓦斯开发利用产业的发展提供信息支持、技术支持等,以有力地促进煤矿瓦斯抽放与利用工作的健康、快速发展,实现保障安全、控制污染的双重目标。

  四是要加大投入。鉴于目前我国在瓦斯抽放利用方面还存在着诸如缺少有效提高煤层透气性技术、水平长钻孔技术、地面采动区抽放井技术、瓦斯提纯技术等基础性的技术问题,国家应加大对瓦斯抽放利用方面的投资力度,解决技术难题,尽快形成一套适合我国煤矿特点的矿井瓦斯开发利用工艺技术;同时,国家科技部门应将对煤矿瓦斯抽放与利用的研究开发列入中长期科技发展规划,每年列入专项科研项目,拨付专项费用,专门用于矿井瓦斯抽放开发利用的理论研究与科技攻关。

  根据《煤层气(煤矿瓦斯)开发利用"十一五"规划》,到2010年,我国瓦斯抽放量将达到1000Mm3,显示了政府的强力愿望。即使按照目前的发展速度,预计到2010年,我国瓦斯抽烟放量至少能达到800Mm3,届时煤矿瓦斯灾害事故将显著下降。

  参 考 文 献
  [1] 徐永圻主编。煤矿开采学。徐州。中国矿业大学出版社。1999.
  [2] 钱鸣高,刘听成。矿山压力及其控制。 北京。煤炭工业出版社。2003.11
  [3] 中国矿业大学等编。井巷工程。 北京。 煤炭工业出版社。2003.12
  [4] 刘过兵主编。采矿新技术。 北京。煤炭工业出版社。2002.11
  [5] 杨孟达主编。煤矿地质学。 北京。煤炭工业出版社。2000.8
  [6] 《综采技术手册》编委会主编。 综采技术手册。北京。 煤炭工业出版社。1997
  [7] 张国枢主编。通风安全学。徐州。中国矿业大学出版社。2000.7
  [8] 张荣立,何国纬,李铎主编。采矿工程设计手册(上、中、下)。北京。煤炭工业出版社。2003
  [9] 国家建筑材料工业局编。建筑材料工业建设工程预算定额。北京。中国建筑工业出版社。2000.2
  [10] 洪晓军,陈军主编。矿井运输提升。徐州。中国矿业大学出版社。2005.6
  [11] 《采矿手册》编辑委员会编。采矿手册。冶金工业出版社。1992.9
  [12] 陈炎光,陈翼飞主编。中国煤炭开拓系统。徐州。中国矿业大学出版社。1996

致  谢

  时光如梭,四年的大学生活马上就要结束了。四年前的莽撞无知只有在回忆中才能依稀的可以看到。这些都离不开老师和同学的帮助以及自己的努力。本设计从拟定题目到定稿,历时数月。整个设计是在张军老师的精心指导下完成的。在本设计完成之际,首先我要向高文蛟老师致以诚挚的谢意。高老师治学严谨、学识渊博,平易近人,尤其是高老师严谨求实的治学态度、勤勤恳恳的工作作风深深的感染着我。从高老师身上我不仅学到了扎实的专业知识,也在怎样为人处事等方面收益颇丰;另外在整个设计过程中,张军老师、师皓宇老师等也都给了我许多的帮助和建议。在此我谨向老师们表示衷心的感谢和深深的敬意。

  同时,我要感谢在四年的中曾经执教过我们专业课和基础课的各位老师们,正是他们的传道、授业、解惑,让我掌握了丰富的专业知识,懂得了如何求知治学、如何为人处事,也让我对今后的学习和工作更加充满信心和希望。我还要感谢我的母校华北科技学院,是她为我提供了良好的学习和生活环境,让我度过了四年丰富而充实的大学生活,为我的人生留下精彩的回忆。

  另外,衷心感谢我的同窗同学们和安全工程学院的所有学友们,在我毕业论文写作中,与他们的探讨交流使我收益颇多;也正是他们无私的帮助和支持,使我更加懂得了团结合作的意义。

  感谢各位老师、教授在百忙之中对本设计的评审,由于我的知识有限,其中避免不了有许多遗漏和错误之处,谢谢各位老师对本设计提出的批评和指正。

  最后,再次向我尊敬的老师和亲爱的同学们表示深深的谢意,他们给予我的教育、理解、关心和支持使我不断进步。祝愿大家身体健康,万事如意。

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