三号井通风设计Word文档下载推荐.docx

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81°

53′35″，公司工业广场距直达拜城柏油公路7000米，交通方便。

二、气象、水文及地震情况

（1）、气象

矿区气候属典型大陆气候，多雨少风，年平均气温4.4℃-6.8℃，6至8月最高气温30℃，10至翌年3月最低气温-15.4℃，最大冻土深度129~150cm，冻结期限为10月下旬至翌年5月，最大积雪厚度16cm以上，降雨量为94.3mm，相对湿度52~55%，多为西——西南风，年平均风速0.7~16m/s。

（2）、水文

煤矿区及其附近发育有喀拉苏河、舒善河、库尔阿肯沟。

喀拉苏河、舒善河都发源于天山现代冰川和附近雪山，均垂直山脉走向，自北向南流入拜城盆地，河水受冰雪融水和泉水补给，其水文特征受季节控制，在融雪季节受气温控制。

喀拉苏河属常年性河流，位于煤矿区东14千米处，总长度约100千米，河流近南北向，平时水深0.3—0.7米，其年平均流量5.72立方米/秒，年平均总泾流量1.8亿立方米，以大气降水和北部山区雪融水、泉水为主要补给源，受季节影响动态显著，通常在4-8月流量最大，最大可达36.06立方米/秒,水位标高1745米,为该区域的最低侵蚀基准面。

喀拉苏河水为HCO3－－Ca2+型水，枯水期时矿化度为322毫克/升；

丰水期时矿化度为178毫克/升。

水质较好。

舒善河位于煤矿区内，为季节性河流，河流自北向南从煤矿区通过，充水期为每年3—10月，其年平均流量2.01立方米/秒，年平均总泾流量0.38亿立方米，以大气降水和北部山区雪融水、泉水为主要补给源，受季节影响动态显著，水的物理性质为无色、无味、无臭、透明，年平均水温7.5°

C，河水为HCO3－.SO42+－Mg2+.Ca2+型水，矿化度为450mg/L，水质较好，也可作为煤矿的饮用水水源。

库尔阿肯沟为季节性冲沟，仅在雨季和融雪季节才形成短暂水流。

（3）、地震

煤矿区位于天山活动带附近，地震活动频繁，从1947年至今，在矿区附近曾发生过4次强烈地震，震中距煤矿区80—200千米，震级6.25－7.25度，曾波及煤矿区，但对该矿未造成重大危害。

根据中国地震动峰值加速度分区图确定该区动峰值加速度为0.15g。

煤矿区的地震基本烈度值为Ⅶ度。

三、井田面积

井田东西走向长度5.52公里，南北倾斜宽度平均1.06km，面积约5.9178km2，矿井地质储量3210万吨，工业储量2680万吨，可采储量1862万吨。

四、火区及小窑的分布情况

三号井是在一号立井、二号立井、二号平峒、加上一号平峒的下部实施开拓开采工程的，舒善河以东+2180m以上全部是采空区，A5a、A5b两层煤在矿区范围内均属易燃煤层，已开采的空区和该两层煤的地表露头煤，都有自燃着火的现象，A7、A9煤层属不易自燃的层，在已开采的1-6个采区内未发现有煤层自燃的现象。

五、矿井开拓方式

1、三号井开拓方式：

立井、斜井联合开拓方式，井筒垂深187米，采用95KW绞车双罐笼提升，2.5吨电瓶车牵引1吨系列矿车运输。

采区布置；

采用阶段石门开拓方式。

2、开采深度：

运输石门在+2120m水平，现开采的是+2120m→+2160m之间的A5煤层。

3、开采方法：

采用伪倾斜柔性金属掩护支架壁式采煤法。

回采段高40米，工作面走向长度80米。

采煤工作面顶板管理方法是:

采用全部垮落法管理顶板。

六、煤层赋存条件

1、含煤性

煤矿区内含煤地层为下侏罗统塔里奇克组（J1t），发育煤层共六层。

根据区域煤层对比将所见煤层由下往上编号分别为A5、A7、A8、A9、A16、和A18。

为了前后资料的统一，本次工作仍采用已往地质资料的煤层编号，下侏罗统塔里奇克组地层为本次工作重点对象。

岩性多为砂砾岩、粗砂岩、粉、细砂岩、泥岩和煤层组成，岩层平均厚度为157米，各煤层累计平均厚度为13.83米，含煤系数为8.8%。

根据岩性、岩相及煤层赋集程度将该组地层划分为上、下两个段。

其中A5、A7号煤层分布在下段（J1t1），该段地层平均厚度为81米，煤层累积平均总厚度9.93米，含煤系数为12.26％；

而A8、A9、A16、A18号煤层分布在侏罗系下统塔里奇克组上段（J1t2），此段岩层平均厚度为78米，各煤层累积平均总厚度为4.6米，含煤系数为5.9%。

有关各煤层特征详见表5-1。

煤层特征综合表

厚度

煤号

总厚度

最小-最大

平均

顶底板

顶板岩性

底板岩性

层间距

最小-最大

夹矸

层数

煤层

结构

变异

系数

稳定性

A5

4.29-8.21

7.13

粉砂岩

0-1

较复杂

21%

稳定

4.45-13.55

8.14

A7

2.06-2.72

2.35

含砾粗砂岩

简单

13%

20.60-34.12

27.48

A8

1.04-1.84

1.35

粉、细砂岩

23%

3.60-8.04

5.17

A9

3.11-4.84

3.95

泥岩

3

复杂

24%

22.92-35.49

28.37

A16

0.15-0.39

0.27

泥岩

不稳定

6.09-9.35

7.81

A18

0.10-0.30

0.21

2、可采煤层

煤矿区内分布的塔里奇克组地层共含可采煤层4层，分别为A5、A7、A8、A9号煤层。

现在矿井开采的为A5、A7、A9号煤层，并且井筒多沿A9煤层开拓，利用A9号煤层作为主运输巷，该三层煤层是本次工作的主要煤层。

A8号煤层目前没有开采，但现生产井下石门均对该煤层有揭露。

现就各可采煤层分述如下：

1、A5号煤层：

位于下侏罗统塔里奇克组下段（J1t1）底部位。

煤矿区内全区可采。

最小厚度4.29米、最大厚度8.21米、平均7.13米。

煤厚变化表现在东部较厚和西部稍变薄，中部有分岔现象，中间夹矸厚约0.45-2.10米，煤层总体结构较复杂，煤层中一般无夹矸，中东部地段分岔有一层夹矸。

该煤层厚度变异系数为21％。

煤层顶板和底板岩性均为深灰色粉砂岩。

与A7煤层间距平均约8.14米，煤层露头部分已火烧，浅部有西斜井、三号立井一水平揭露，中部有西斜井、三号立井二水平及CK4、CK17号钻孔控制，控制程度较高。

2、A7号煤层：

位于下侏罗统塔里奇克组下段（J1t1）的下部A5煤层之上，煤层露头部分已火烧。

最小厚度2.06米、最大厚度2.72米、平均2.35米。

煤厚变化总体表现在东部较厚，西部稍薄。

煤层结构简单，局部偶见夹矸。

该煤层厚度变异系数为13％。

煤层底板岩性为深灰色粉砂岩，顶板岩性为粗砂岩及含砾粗砂岩。

与A8煤层间距平均约27.48米，煤层浅部有西斜井、三号立井一水平揭露，中部有西斜井、三号立井二水平及CK4、CK17号钻孔控制，控制程度较高。

3、A8号煤层：

位于侏罗系下统塔里奇克组上段（J1t2）底部。

煤层最小厚度为1.04米，最大厚度为1.84米，平均1.35米。

全区可采。

煤层由西向东变化趋势不明显、结构简单，局部偶见夹矸。

煤层厚度变异系数为24％，但该煤层夹矸不太稳定。

煤层顶板为粉砂岩和细砂岩、底板为粗砂岩、含砾粗砂岩。

与A9煤层间距平均约5.17米，煤层浅部有西斜井、三号立井一水平揭露及CK4、CK17号钻孔控制，中部有西斜井、三号立井二水平揭露，控制程度较高。

4、A9号煤层：

位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）。

具有三个分层，厚度在3.11-4.84米之间，平均3.95米。

上部2个分层间距约1.2-1.98米，与下分层间距约1.90-2.78米，顶底板均为泥岩和泥质粉砂岩，结构较复杂。

该煤层厚度变异系数为23％。

煤层浅部有西斜井、三号立井一水平揭露及CK4、CK17号钻孔控制，中部有西斜井、三号立井二水平揭露，控制程度较高。

综上所述，煤矿区煤层的稳定性确定为稳定型（一型）。

七、煤类

煤矿区四层可采煤均属于中变质程度煤类，其中A5煤层煤质属于特低灰、特低硫、特低磷、高发热量气煤，牌号为34（QM）气煤；

A7煤层属于特低灰、特低硫、特低磷、高发热量气煤，牌号45（QM）气煤；

A8煤层属于特低灰、特低硫、特低磷、高发热量气煤，牌号45（QM）气煤；

A9煤层属于特低灰、特低硫、特低磷、高发热量焦煤，牌号45（QM）气煤。

八、矿井瓦斯等级、粉尘爆炸指数、煤层自燃发火期、自燃倾向性和地温情况

1、矿井瓦斯等级：

据瓦斯及二氧化碳等级鉴定报告显示，CH4含量8.41m3/t，矿井为低沼气矿井，无瓦斯与二氧化碳突出的危险。

2、煤尘爆炸指数：

煤层的火焰长度为390~800mm，煤尘具有爆炸性。

3、自燃发火倾向：

三号井开采的A5a、A5b、A7、A9四层煤为长焰煤及焦煤，肥煤、气煤，燃点温度AT大于40℃，属易发火自燃煤层，发火期限为3至6个月.

4、地温情况：

实测地温26℃，地温梯度为3℃/100m左右，属地温正常区。

九、井筒及工作面数目、位置

1、井筒数目

我矿井口数量有5个，分别为主提升立井，副斜井、行人走巷、1号立风井和2号立风井。

主提升立井主要用于提运原煤、运送物料及进风，井筒装备有1吨双罐笼。

井筒直径4.5米，断面为15.90m2，井筒全部采用料石砌碹支护方式，设计提运量为30吨/小时，提运高度为187m。

副斜井主要用于行人、运送物料及进风，井筒装有轨道。

井筒断面为3.77m2，井筒全部采用红砖砌碹支护方式，坡度22度，井筒斜长为246m。

西翼采区主要运输及回风巷有，+2230西总回风巷。

+2120西运输大巷横断面为5.5m2，巷道长度为1200米，750米采用砌碹，450采用工字钢棚式支护方式，+2230西总回风巷断面为4.0m2，长度为420米，采用锚杆支护方式。

行人走巷主要用于工作人员行走，井筒斜长389m，井筒断面为3.04m2，倾角为25度°

采用石拱支护方式，井筒内布置有排水管线及水泵供电电缆，全部采用吊挂方式布置，井筒分为三个水平，即+2120m水平、+2180水平和+2230水平，+2120m至地面垂高158米。

井筒内布置有人行台阶。

我矿1号立风井主要用于东翼采区通风，井筒长105m，井筒断面为3.6m2，采用砌碹支护方式。

矿调度室有电话与风井值班室相通。

我矿2号立风井主要用于西翼采区通风，井筒长70m，井筒断面为4.68m2，采用砌碹支护方式。

矿调度室有电话与风井值班室相通，风井周围环境为荒漠戈壁。

2、井筒位置

井筒名称

井口坐标

X

Y

Z

主立井

4663035

14574900

+2304.8

副斜井

4662918

14574008

+2272.5

一号风井

4662970

14574612

+2281.7

二号风井

行人走巷

4663099

14574667

+2282.1

3、工作面数目、位置

（1）、采煤工作面布置

+2120m东A7柔性掩护支架备采工作面布置在+2120m水平东304采区A7煤层东翼。

（2）、掘进工作面布置

+2120m东A9运输巷掘进面布置在+2120mm水平东304采区A9煤层东翼。

十、矿井生产能力

矿井设计生产能力为21wt/年，核定能力12wt/年

第二章矿井通风

一、通风方式

矿井通风方式为中央并列式分区通风。

二、通风方法

根据规程要求矿井通风方法采用机械抽出式通风（负压通风）。

矿井主扇分别安装在一号风井、二号风井井口，分别安装主扇两台，一台工作，一台备用。

主扇风机型号一号风井：

FCDZNO15B二号风井FCDZNO14B

电机功率：

一号风井：

55×

2Kw二号风机：

45×

2kw

三、三号井东翼采区工作面独立用风地点两处（一备采一掘）。

通风路线如下：

1、新鲜风流→主立井→+2120m车场→+2120mA9运输大巷→+2120m东四运输石门→+2120mA9运输大巷局部通风机→+2120mA9运输巷掘进工作面→+2120mA9运输巷回风上山→+2160mA9煤层总回风巷→1号风井→地面。

2、新鲜风流→主立井→+2120m车场→+2120mA9运输大巷→+2120m东四运输石门→+2120A7备采工作面→+2160m水平A7回风巷→+2160mA9煤层东四西回风巷→+2160m东四回风石门→+2160mA9煤层总回风巷→1号风井→地面。

西翼采区暂未布置工作面

1、新鲜风流→副斜井→+2180m车场→+2180m轨道下山→+2120m西A9运输大巷→A9通风上山→2号风井→地面。

附

（1）通风系统示意图。

（2）通风网络图。

第三章矿井风量的确定、负压及等积孔的计算

（一）东采区风量的计算：

1、按井下同时工作的最多人员计算：

Q矿井=4×

30×

K矿通m3/min

式中：

N——井下同时工作的最多人数，N=30人。

K矿通——矿井通风系数，K=1.2

1.2=144m3/min

2、按采煤实际需风量计算：

（1）按工作面同时工作的最多人员计算：

Q采=4×

N=4×

30=120m3/min

N——采煤工作面同时工作的最多人数，N=30人。

（2）按瓦斯、二氧化碳涌出量计算：

Q采=100×

q瓦×

k采通

=100×

2.34×

1.4

=327.6m3/min

q采—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，矿井瓦斯相对涌出量为8.41m3/t（根据瓦斯等级鉴定报告中的瓦斯相对涌出量和采煤工作面产量计算绝对涌出量为2.34m3/min）

k采通—瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮采工作面k采通取1.4

qco2×

k采通=100×

1.01×

1.3=132m3/min

（3）按工作面温度计算：

采煤工作面空气温度与风速对应表（表1）

采煤工作面空气温度（℃）

采煤工作面风速m/s

＜15

0.3-0.5

15-18

0.5-0.8

18-20

0.8-1.0

20-23

1.0-1.5

23-26

1.5-2.0

26-28

2.0-2.5

Q采=Ｖ采×

S×

K×

60

=1×

5.3×

0.9×

=286m3/min

式中：

Ｖ采为采煤工作面的风速，温度19℃时取1m/s。

Ｓ为采煤工作面的有效过风断面，取5.3m2。

K为工作面长度系数，取0.9。

（4）按炸药使用量计算：

回采工作面Q采1=25×

AC=25×

10=250m3/min

AC——工作面一次使用炸药量，kg。

取Q采煤={120、327.6、132、286、250}=327.6m3/min

（5）风速计算：

回采工作面需风量取以上计算的最大值，即327.6m3/min。

按最低风速验算，工作面最低风量为：

　　　　Q1=15×

S

　　　　　=15×

5.3

　　　　=79.5m3/min

　　　　　式中：

S为采煤工作面的平均断面积，取5.3m2。

按最高风速验算，工作面最大风量为：

　　　　Q1=240×

　　　　=240×

　　　　=1272m3/min

1272m3/min>

327.6m3/min>

79.5m3/min，采煤工作面计算所需风量为468m3/s，符合《煤矿安全规程》要求。

通过以上计算结果，采煤工作面风量327.6m3/min，符合《煤矿安全规程》要求，满足生产需要。

3、按掘进工作面风量计算：

Q掘=4×

10=40m3/min

N——掘进工作面同时工作的最多人数，N=10人。

（2）按瓦斯涌出量计算：

Q掘=100×

k掘通=100×

0.26×

2=52m3/min

q瓦掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量。

8.41×

45÷

（24×

60）＝0.26m3/min

k掘通——瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮掘工作面k掘通取2。

（3）按炸药使用量计算：

回采工作面Q掘=25×

6=150m3/min

AC——工作面一次使用最大炸药量，kg。

　４、按局部通风机的实际吸风量计算：

根据井下掘进工作面的实际需要，选2台FBD-2×

11型对悬式局扇为掘进工作面供风（一台工作一台备用），局扇额定吸风量200-400m3/min（取自局部通风机吸风量参考表），取为210m3/min。

Ｑ掘=Qf×

I×

kf×

2

Qf为掘进工作面局部通风机额定风量，取210m3/min；

I为掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；

kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2

Ｑ掘=210×

1×

1.2

=252m3/min

掘进工作面风量取以上计算的最大值252m3/s。

5、按风速进行计算：

　　按最低风速验算，工作面最小风量为：

Q1=15×

　=15×

5.04

　=76m3/min

　　式中：

S为掘进工作面的平均断面积，取5.04m2。

Q2=240×

=240×

　=1209m3/min

1209m3/min>

252m3/min>

76m3/min，掘进工作面计算需风量为252m3/min，根据以上数据表明，工作面风速符合《煤矿安全规程》的规定.

确定工作面负压供风量Q掘=252m3/min。

东采区目前共有1掘进工作面，共需风量252m3/min。

4、硐室需风量计算：

轨道上山绞车硐室供风量取120m3/min

5、其它用风地点所需风量取120m3/min

6、矿井通风系数

由于矿井采用中央并列式，生产规模属于小型煤矿，所以矿井通风系数取1.25。

7、东采区总需风量

东采区设计两个掘进工作面，所以东采区总需风量为

Q总=（327.6+252+120+120）×

1.25=1024.5m3/min取1024.5m3/min

（二）西采区风量的计算：

=327.6m3/min

k采通—瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，k采通取1.4。

温度对应表见表1.

79.5m3/min，采煤工作面计算所需风量为327.6m3/s，符合《煤矿安全规程》要求。

西采区暂时未布置采煤工作面。

8=40m3/min

N——掘进工作面同时工作的最多人数，N=8人。

11型对悬式局扇为掘进工作面供风（一台工作一台备用），局扇额定吸风量190-350m3/min（取自局部通风机吸风量参考表），取为210m3/min。

kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取