鸡西矿业集团小恒山煤矿(1#上、3#上、3#下、6#A 、34#)新井设计

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矿山救护队自身伤亡的预防

12名救护队员参加工作，由于坡陡巷窄，窒息区较长，每人每次只能背1节风筒，从掘进头向外连接，第一次背上去，接好用了2个小时，休息半小时后开始更换氢氧化钙。其中，李某一直坚持不换，李某行至第二个躲避硐处放下风筒休息，然后又背上风筒向上走了30米。当其他队员接好风筒下来时，发现李某的氧气呼吸器口具脱落，仰面倒在斜坡上，虽然经过较长时间的苏生和多方抢救，终因窒息时间过长而死亡。
4、口具、鼻夹不慎脱落 1960年9月21日，辽宁省北票局台吉矿队在处理该矿火灾事故时，已将密闭打好。为了解火区是否彻底熄灭，又锁封进入灾区探查。1队员在离开采煤工作面上出口时，因行走不慎刮掉口具倒下，经急救无效而死亡。 1971年3月10日，甘肃省阿干镇矿救护队处理阿井矿事故，1队员在灾区接水管时，使用扳手不小心，将口具打落而亡。

自身伤亡原因： 1、张某佩用呼吸器只走了25m左右的上述，仅工作5~6分钟，氧气就用完了，估计氧气瓶的压力只有1MPa，氧气量过低是这次伤亡事故的直接原因。 2、进入灾区前，小队如果按照规定认真进行战前检查，就能及时发现存在的问题，从而避免事故的发生。违反规定，不进行战前检查，是这次伤亡事故的重要原因。

另外两名队员上前把口具给他按在口部后，1 名队员立即跑出求援。待机人员听到求救信号立即进入，慌乱中没有携带2h呼吸器，1名参加抢救的队员在跨越溜槽时，踩空摔倒后便失去知觉，其他队员立即把口具给他强制按在口部。2h呼吸器拿到后，副小队长给窒息队员带上，搬运至基地。由于小队没有携带苏生器和担架，失去了抢救时机。

原因分析 1、该队平时佩用氧气呼吸器爬山时，氢氧化钙只用了3个多小时就已失效。这种情况未能引起足够重视。对库存的二氧化碳吸收剂不按规定进行检查，而是继续使用。致使李某的4h 呼吸器在灾区使用不到3h，氢氧化钙就失效。这是造成自身死亡的主要原因。 2、事故后，检查李某的氧气呼吸器，有4个月无检测记录，用后没有清洗。这说明对呼吸器维护保养工作存在欠缺。

煤矿典型案例分析

上的巷道长度为160米。采用28KW风机为其供风，
11KW为备用风机。
事故发生及抢险救灾经过
6月20日8：30分，鸡西矿业（集团）公司对城子河矿进行质量标准化达标验收；按惯例，机电专业检查人员9：03分到采区变电所检查检漏的完好情况，随即由工作人员送上了电；正常情况下，当试检漏将在主风机电源停电后，备用风机应通过自动转换开关转到备用电源而自动开启，不存在人工复电问题；但由于自动转换开关被甩掉，造成排水巷停风42min而引起瓦斯积聚（7.21%以上）；
受瓦斯爆炸波及区域包括：综采队、炮采队、
3个掘进队、井下受波及人数139人，遇难人数124 人。绝大多数为逃生避险无防护死亡；
矿井基本概况
城子河煤矿1938年建井，核定生产能力160万吨/年，2019年实际生产原煤99.4万吨，2019年1— 5月共生产原煤49.7万吨。
该矿采用立井开拓，抽出式分区通风。全矿共4个采区，有3个采煤工作面，17个掘进工作面。
C、实施抢修地面供电系统、主扇和各有关
附属设施。
D、五支救护队分别到三个采区搜救遇险人
员和排查遇难人员。
E、分别在井上下建立救灾指挥基地，龙媒
集团、七台河分公司及救护大队的指挥人员入井
指挥。
事故经过及抢险救灾过程
F、构建临时通风设施，恢复灾区通风系统。
G、组织矿工救护队指挥部，负责搬运井下遇难人员。
根据调查，该掘进工作面没有安装和使用瓦斯 -电闭锁，风-电闭锁被短接而不起作用，调查认定火源是由于潜水泵插销开关虚插失爆，工人启动联锁开关时产生电火花引起瓦斯爆炸。
事故主要原因
没有正确处理安全与生产的关系，对安全监察机构和安全大检查中提出的问题不认真整改。

救援战例(2)

救护战例分析一、救护队的现状1、矿山救护队的发展1949年，抚顺、阜新、辽源三个煤矿，成立新中国了第一支专业化的矿山救援队伍，共有指战员66人。

1952－1957年，煤炭部拨专款成立了北京、阳泉、大同、淮南、平顶山、开滦等44支矿山救护队，指战员1485人。

1962年，全国有58支矿山救护队，指战员3217人。

1978年，全国国有重点煤矿，部分地方煤矿、地区煤炭工业局和产煤县也组建了矿山救护队。

截至到2007年，全国共建立14个国家级矿山救援基地，有矿山救护大队98支，救护中队609支，救护小队1831支，直接从事矿山事故应急救援人员24522人。

2、个人防护装备氧气呼吸器作为救护指战员的重要防护装备，在抢险救灾中发挥着关键作用，为此，它的研制也经历了漫长的过程。

1750年，史蒂芬.哈利设计出闭路式呼吸器的雏形，使用时间3－5分钟。

1779年3月25日，奥地利籍荷兰人，利用加热硝酸钾生成氧气和石灰水吸收二氧化碳的原理，设计生氧式呼吸器。

1795年，法国人设计出呼吸器。

由气囊、鼓风机、半面罩组成。

使用时间几分钟。

1800年，法国人设计出行走式储存空气的容器。

1830年，奥地利人自给式呼吸器，由面罩、1.8升气囊、阀门、充气泵等组成，使用时间分钟。

1850年，法国人设计黄铜气瓶，充15－16个气压。

1853年，比利时列日大学生理学家秀恩教授主持，利用化学氧和二氧化碳清净罐技术，发明了世界上第一台Sohwann型呼吸器。

1859年，j.white机械师设计出了由储气袋、管子充气、呼气管呼气。

1860年，法国人设计出铁皮气瓶，30个气压，使用时间1小时。

1864年，法国人galibert设计出由鼓风机、羊皮气囊、口具、呼气管等组成的呼吸器。

使用时间8－9分钟。

1873年，h.fayol设计出由储气袋、口具、外接泵组成的呼吸器。

1853年，比利时秀恩博士利用氧化钡组装化学氧呼吸器。

1854年，schwann教授发明了无平衡减压器，这种设计没有制造出产品。

煤矿灾害事故自救互救PPT课件

煤矿灾害事故自救、互救及避灾矿井火灾的灾害特点及避灾方法 3、第二节矿井瓦斯的危害及避灾方法 4、第三节粉尘的危害及防治
前言
每个井下人员仅仅知道怎样防止和排除事故是不够的，当矿井发生灾害事故时，还必须知道，并且要熟练地掌握，怎样正确而又迅速地进行自救和互救，使自己和其他人员能安然脱险得救。一、什么是自救和互救１、自救：就是井下发生意外灾变时，在灾区或受灾变影响的区域内的每个工作人员进行避灾和保护自己的方法。２、互救：是在有效地进行自救的基础上，去救护灾区内受伤人员的方法。
三、矿井火灾的危害 1、产生高温及有毒有害气体，致使人员伤亡。 2、烧毁生产设施、设备、损失资源，造成停工停产。 3、引起瓦斯和煤尘爆炸，造成更大灾害。 4、炽热的火烟流经不同标高的巷道而产生火风压，造成
井下风流紊乱。据不完全统计从80年代至今，鹤岗矿务局发生火灾
400多起，形成火区260多处，积压煤量5370多万吨，封闭设备价值8000多万元，火灾导致死亡96人。
特点：火灾发生突然，来势凶猛。多发生在井下风流畅通的工作地点，如发现不及时或灭火方法不当，将造成严重后果。
2、内因火灾(自然火灾)：由于易燃物质接触空气，经氧化发热、升温、蓄热、干馏等过程使热量集聚而导致易燃物着火的火灾。
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特点：常温下缓慢氧化，只要有供氧和蓄热条件，就可燃烧。井下可能发生自然的地点很多，矿井火灾多数为内因火灾，火源点难以确定，发火时间也不易掌握，但是在发展过程阶段有预兆，在发火早期容易被发现。
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五、火灾产生气体对人体危害
一氧化碳对人体的危害
空气中一氧化碳浓度/%
人体的反应
0.016
轻微头痛
0.128
肌肉酸痛、无力、呕吐、感觉迟钝

网络教育学院专升本课程(练习库参考)火灾防治技术

1、 1990年5月8日，黑龙江省鸡西市小恒山煤矿因胶带火灾死亡（）多人，伤23人，直接经济损失567万元。

•A、60•B、70•C、80•2、钢材温度至（）时，强度降低1/6～1/7。

•A、500℃•B、600℃•C、700℃•3、小巷钻孔灌浆是为了减少钻孔深度，沿灌浆巷道每隔（）开一小巷道，在此小巷道内向采空区打钻孔灌浆。

•A、25～30m•B、20～35m•C、20～40m•4、在判断煤炭自燃的燃烧程度和范围时，（）是最直接和准确的指标，受外部因素影响小。

•A、风量•B、风速•C、温度•2•A、873m3•B、973m3•C、837m3•D、1000m36、根据所需精度一般为20m×20m、15m×15m、10m×10m及（）。

每一测点预先编号，测点布置中基准点的选取必须精确。

•A、5m×5m•B、4m×4m•C、3m×3m•7、采用留煤柱护巷时，不但浪费煤炭资源，而且遗留在采空区中的煤柱也给（）创造了条件。

•A、自燃•B、瓦斯爆炸•C、煤与瓦斯突出•@ )t type="text/javascript">8、对于非阻燃橡胶带，一维燃烧蔓延速率在（）之间。

•A、1.0～2.6m/h•B、2.0～3.8m/h•C、0.72～3.6m/h•明火。

•A、CO•B、CO2•C、C2H4•10、目前，（）是我国煤矿当前应用较为普遍的一项技术。

•A、阻化剂灭火•B、灌浆防灭火•C、均压灭火•11、如果火灾是发生在主要的进风巷里，火烟向着正在工作面地区流动，将要切断工作人员撤退的路线时，应当立即（）矿井的风流方向。

•A、改变•B、改变整个•C、改变部分•12、综采工作面插管灌浆是将插管插入支架掩护梁后面的垮落岩石内灌浆，插入深度应不小于（）。

•A、1m•B、0.3m•C、0.5m•13、煤在低温氧化过程中CO生成量与（）之间的关系十分密切。

09柱式体系采煤法

第九章柱式体系采煤法（自学）柱式体系采煤法有两种基本类型，即房式采煤法和房柱式采煤法。

根据地质和技术条件的不同，此类采煤法又有很多变化。

柱式体系采煤法的实质是在煤层内开掘一系列宽为5-7 m左右的煤房，煤房间用联络巷相连，形成近似于长条形或块状的煤柱，煤柱宽度由数米至二十多米不等一采煤在煤房中进行厂煤柱可根据条件留下不采，或在煤房采完后，再将煤柱按要求尽可能采出。

留下煤柱不采的称为房式采煤法，既采煤房又采煤村的称为房杜式采煤法。

80年代以前，美国和澳大利亚主要采用这种柱式体系采煤法。

但近年来，壁式采煤法在迅速增加，出现了长壁工作面采煤，巷道仍是采用柱式采煤法的多巷布置系统，利用煤房采出部分煤，同时为长壁工作面准备出两侧平巷这种柱式与壁式相结合的采煤法，在美国和澳大利亚有较大的发展。

第一节柱式体系采煤工艺按落煤方式的不同，采煤工艺大致可分为两大类：一类为传统的放炮落煤工艺；一类为连续采煤机采煤的工艺。

日前美国和澳大利亚般采用后者。

连续采煤机采煤工艺系统按运煤方式的不同，又可分为两种：一种是连续采煤机-梭车-转载破碎机-胶带输送机工艺系统；另一种是连续采煤机-桥式转载机-万向接长机-胶带输送机工艺系统。

前者是间断运输工艺系统，后者是连续运输工艺系统。

一、连续采煤机一梭车工艺系统这种系统上要用中厚厚煤层，有时也用于厚度较大的薄煤层。

其工艺系统如图9-1所示。

连续采煤机主要有横滚筒和纵螺旋两大类。

在中厚煤层公中使用的都是横滚筒。

如乔伊(JOY)12CM型，就属这一类。

滚筒宽度2.9-3.2 m，采煤机长9-10m，同时完成割煤与装煤工作。

梭车容量一般为7-16t，车高0.7-1.6m，车长8.0m左右，车宽2.7-3.3 m，自重11-18 t。

为了将煤匀速送人胶带输送机，在输送机前面设置了转载破碎机，以利梭车快速卸载，并破碎大块煤锚杆机是系统中的重要设备，大多为拖电缆胶轮自行式（也有简易手提的），打锚杆也是作业中耗时较多的一道工序，采煤机与锚杆机轮流进入煤房作业先采煤到定进度（例如6 m），采煤机退出至另一煤房采煤，锚杆机进人进行支护。

复杂条件下的巷道布置

2.5复杂条件下的巷道布置我国很多矿井自然条件很复杂，如地质构造和破坏、煤与沼气突出、冲击地压、水害等必须加以防治，在巷道布置方面也必须采取相应措施。

2.5.1受构造影响的巷道布置对矿井有地质构造的地区，要掌握构造的分布规律，合理布置巷道，以提高回采率，方便生产和节省巷道工程量。

一、受断支影响的巷道布置当区内断层较多时，可根据断层的类型，合理地技术服务倾斜长壁、伪斜长壁和走向长壁相结合的布置方式。

鸡西矿务局小恒山矿在二水平西部，采用了这种混合式布置方式，具体布置如图2-5-1所示。

区内断层纵横交错，落差在1m以上的有14条，大致可分为4个较为规则的断块。

根据断块的形状和距主运大巷的距离，上部两个断块采用了倾斜长壁布置方式，下部两个断块采用了走向长壁布置方式。

区内只用一个综采工作面保产，最高产量达80万t/a，掘进率为100m/万t，回采率为72.9%。

巷道布置有三个突出特点：一是灵活，对断层处理适应性强；二是最大限度地扩大了工作面推进长度，扩大了综采有适用范围；三是大部分煤层巷道沿交面线布置，减少了岩石巷道工程量，在复杂条件下回采率高，巷道掘进率低。

从图2-5-1可以看出：区段与条带巷道布置的特点是基本上平行交面线布置；有的巷道受断层影响采用了折线式布置（图中13、14）；斜交和近似走向断层相交时，区段巷道灵活地采用了扇形布置（图中11、13）。

当断层落差较大时，可以断层作为采区境界。

一个断块走向长度较短时，可联合几个断块划归一个采区，采区上（下）山字正腔圆平行倾斜断层布置（图2-5-1中8、9）。

采区走向长度较长时，可将采区上山布置在采区中部。

图2-5-2鸡西小恒山矿薄煤层采区巷道布置图。

左右现金翼以断层为界，采区中部又有一斜交断层，落差亦较大。

将轨道上山和运输上山分别布置在断层的上、下盘。

这样既减少了联络巷道工程量，又避免了巷道交叉。

另外上山煤柱与断层煤柱合一，减少了煤炭损失，提高了采区回采率。

3-巷道技术(3)

第二类采掘生产线主要在神华东区的矿井达到了良好的发挥,9个创水平掘进队的年平均进尺达到了13799ｍ, 最高达到22324ｍ。
3.2.2 岩巷快速掘进技术 1) 岩巷炮掘快速掘进技术
（1）影响岩巷钻爆法掘进速度因素分折岩巷施工计划月进尺(L)可用下式计算：
L=l·η ·N·n·η L(m) 式中 l一炮眼平均深度(m);
η 一炮眼利用率(%); N一每月实际工作天数; n一每日完成的循环数目;
η L一正规循环率 (受地质、机电、故障、安全等条件的限制)
岩巷钻爆法掘进尺主要由有炮眼平均深度、炮眼利用率、钻眼时间、装岩时间、支护时间、调车运输时间、辅助作业时间(包括交接班，装药联线，放炮，通风，安全检查，接风、水管管路，接电缆等)和平行作业率 (%)以及受地质、机电、故障、安全等条件限制的正规循环率决定。
a 兖州矿区
兖州兴隆庄煤矿采用钻爆法掘进岩巷时，原设计炮眼深度一般为1.5～1.7ｍ左右,实际循环进尺1.3～1.5ｍ。
兴隆庄煤矿,确定炮眼深度应控制在2.0～2.5ｍ之间。在掏槽眼及辅助眼中采用了高威力水胶炸药,实行耦合装药结构;在周边眼中采用了普通岩石炸药,实行不耦合装药结构获得了满意的光爆效果。
表3-11 爆破原始条件
表3-12 爆Biblioteka 参数（3）锚喷支护技术采用高强度、高预紧力、大间排距新型锚杆支护系统,降低每米巷道锚杆数量,提高支护系统可靠性。采用 Φ 20ｍｍ螺纹钢树脂锚杆,锚固力150kＮ以上,预紧力可达30ｋＮ以上。锚杆间排距由0.7ｍ加大到0.9～1.1ｍ, 数量由原来的每ｍ巷道16根减为7～9根。
循环进尺提高到1.9～2.1ｍ,在不增加循环次数和时间的情况下,每个循环的进尺提高了400～800ｍｍ,全月可增加进尺24～48ｍ。

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摘要本设计矿井为鸡西矿业集团小恒山矿2.4Mt/a新矿井设计。

地质构造简单，共有可采煤层为5层，分别为1#上、3#上、3#下、6#A和34#煤层总厚度为 10.3m。

设计井田的工业储量为262.5Mt,可采储量为211.2 Mt，矿井的设计服务年限为63a。

煤层倾角为10°属缓倾斜煤层，本矿井设计采用双立井开拓方式，划分为三个水平，4个带区，2个工作面达产，采用带区式准备方式，达产时为两个带区。

大巷运输采用14t架线式电机车牵引5t底卸式矿车运输，运输巷采用带式输送机，辅助运输为1.5t固定式矿车，工作面采用刮板运输机。

采煤方法为倾斜长壁后退式采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺。

工作面的支护方式采用支撑掩护式液压支架支护，顶板处理方法为全部跨落法。

提升设备为主井采用箕斗提升，副井用罐笼提升。

矿井年工作日为330d，每天净提升时间为16h，本采用“四、六”工作制，工作面长为180m，循环进度为0.8m，每日进9刀。

关键词：矿井设计倾斜长壁采煤法全部跨落AbstractThe design of the mine in Jixi Mining Group Xiaohengshan Mine is 2.4 Mt / a new mine design. Simple geological structure, a total coal seam is 5 layers, respectively 1#up、3#up、3 #down、6 #A and 34# coal seam thickness of the total is 10.3m. Mine design of industrial reserves are 262.5 Mt, the recoverable reserves are 211.2 Mt. Mine design service life are 63years. Seam inclination of 10 ° is a gently inclined coal, the mine-shaft design using pioneering approach is divided into 3 levels. four bands, two face up to production, using the belt-prepared, when the production of two bands. Roadway transport the 14 t-linear motor vehicle traction five t-bottom tub transport, transport belt conveyors used roadway, auxiliary transport of 1.5 t fixed tub, face scraper used transport aircraft. Mining method for inclined longwall mining retrogression mining technology for integrated mechanized mining technique. Face support method using shield-type hydraulic support the roof all the way to handle cross-loading method. Well mainly to upgrade equipment used winder, using cage belonging to upgrade. Mine for 330 days, d, net upgrade daily for 16 h, the adoption of the "four six" work system Face length of 180 m, the progress of cycle 0.8m per day into nine knife.Keywords : mine design Inclined longwall mining method All-trans目录摘要 (I)Abstract (II)目录.............................................................................................................................................. I II 绪论 (1)第1章井田概况及地质特征 (2)1.1井田概况 (2)1.1.1 交通位置 (2)1.1.2 地形地势 (3)1.1.3 气象及地震情况 (3)1.1.4水文地质情况 (3)1.1.5煤田开发史 (3)1.1.6工农业及原料供应状况 (3)1.1.7水源及电源 (3)1.2 地质特征 (4)1.2.1 矿区内的地层情况 (4)1.2.2 地质构造 (5)1.2.3 煤层赋存情况及可采煤层特征 (6)1.2.4 岩石性质厚度特征 (8)1.2.5 井田水文地质情况 (8)1.2.6 沼气煤尘及煤的自燃性 (8)1.2.7 煤质牌号及用途 (8)1.3 勘探程度及可靠性 (8)第2章井田境界储量服务年限 (10)2.1 井田境界 (10)2.1.1井田周边状况 (10)2.1.2井田境界确定的依据 (10)2.1.3 井田未来发展状况 (10)2.2 井田储量 (10)2.2.1 井田周边状况 (10)2.2.2 保安煤柱 (11)2.2.3 储量计算方法 (11)2.2.4 储量计算评价 (12)2.3 矿井工作制度生产能力及服务年限 (12)2.3.1 工作制度 (12)2.3.2 生产能力 (12)2.3.3 矿井设计服务年限 (12)第3章井田开拓 (14)3.1概述 (14)3.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 (14)3.1.2影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况 (14)3.1.3确定井田开拓方式的原则 (15)3.2矿井开拓方案的选择 (15)3.2.1井硐形式和井口位置 (15)3.2.2开采水平数目和标高 (21)3.2.3开拓巷道的布置 (22)3.3 选定开拓方案的系统描述 (23)3.3.1 井硐形式和数目 (23)3.3.2 井硐位置及坐标 (23)3.3.3水平数目及高度 (24)3.3.4石门大巷(运输大巷回风大巷)数目及布置 (24)3.3.5井底车场形式的选择 (26)3.3.6煤层群的联系 (27)3.3.7带区划分 (27)3.4 井筒布置及施工 (28)3.4.1井硐穿过的岩层性质及井硐维护 (28)3.4.2井硐布置及装备 (28)3.4.3井筒延伸的初步意见 (31)3．5 井底车场及硐室 (31)3.5.1井底车场形式的确定及论证 (31)3.5.2井底车场的布置储车线路行车线路布置长度 (32)3.5.3通过能力计算 (33)3.5.4井底车场主要硐室 (33)3.6 开采顺序 (34)3.6.1沿煤层走向的开采顺序 (34)3.6.2沿煤层倾斜方向的开采顺序 (34)3.6.3带区接续计划 (35)3.6.4“三量控制”情况 (35)第4章带区巷道布置与带区生产系统 (37)4.1带区概况 (37)4.1.1设计带区的位置边界范围带区煤柱 (37)4.1.2带区地质和煤质情况 (37)4.1.3带区生产能力储量及服务年限 (37)4.2 带区巷道布置 (37)4.2.1带区划分 (37)4.2.2带区斜巷布置 (38)4.2.3带区煤仓形式容量及支护 (38)4.2.4带区硐室简介 (40)4.2.5带区工作面的接续 (40)4.3 带区准备 (41)4.3.1 带区巷道的准备顺序 (41)4.3.2 带区主要巷道的断面及支护方式 (42)第5章采煤方法 (44)5.1 采煤方法的选择 (44)5.2 回采工艺 (44)5.2.1回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 (44)5.2.2工作面循环方式和劳动组织形式 (45)第6章井下运输和矿井提升 (48)6.1 矿井井下运输 (48)6.1.1运输方式和运输系统的确定 (48)6.1.2矿车的选型及数量 (48)6.1.3带区运输设备的选择 (49)6.2 矿井提升系统 (49)第7章矿井通风安全 (50)7.1 矿井通风系统的确定 (50)7.1.1.概述 (50)7.1.2矿井通风系统的确定 (50)7.1.3主扇工作方式的确定 (51)7.2 风量计算与风量分配 (51)7.2.1矿井风量计算的规定 (51)7.2.2风量计算 (51)7.2.4风速的验算 (53)7.2.5风量的调节方法与措施 (54)7.3 矿井通风阻力计算 (55)7.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 (55)7.3.2矿井等积孔计算 (55)7.4 通风设备的选择 (56)7.4.1主扇的选择计算: (56)7.4.2 电动机的选择 (57)7.5 矿井安全生产措施 (58)7.5.1预防瓦斯及煤尘爆炸 (58)7.5.2火灾与水患的预防 (58)7.5.3其他事故的预防 (59)7.5.4避灾路线及自救规定 (59)第8章矿井排水 (60)8.1概述 (60)8.1.1矿井水来源及涌水量 (60)8.1.2对排水设备的要求 (60)8.2 矿井主要排水设备 (61)8.2.1排水方式与排水系统简介 (61)8.2.2主排水设备及管路的选择计算 (61)第9章矿井主要技术经济指标 (64)总结 (66)致谢辞 (67)参考文献 (68)附录1 (69)附录2 (76)绪论通过大学专业知识学习，对矿井生产系统、运输系统、排水系统、通风系统、供电系统有了深入的了解。

在毕业实习中收集了很多小恒山矿的资料，这次毕业设计我做了鸡西矿业集团小恒山煤矿2.4Mt/a新矿井设计。

地质构造简单，共有可采煤层为5层，分别为1#上、3#上、3#下、6#A和34#煤层总厚度为10.3m。