黑河兴边煤矿矿井通风设计项目计划书Word格式.docx
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｡
3）断层褶皱情况
（1）断裂构造
在本矿井开采围有8条断层，断层落差较大，均为正断层，但因断层面闭合程度较好，且破碎带多被泥质、钙质所充填，断层含水性弱，导水性差｡
（2）褶曲
本井田褶曲不发育，仅存在一个宽缓的向斜构造｡向斜北翼地层倾斜较陡，南翼地层倾斜很缓，且被F5断层截断，向斜轴部附近倾角仅5°
左右｡
（3）岩浆岩
本区火成岩侵入体为玄武安山岩，侵入层位于Ⅱ及Ⅱ上3煤层附近，目前钻探控制平面位于6-9勘探线间的中浅部，在此围Ⅱ号煤层被火成岩吞蚀。
在6勘探线以西，次玄武安山岩对煤层侵蚀逐渐减少。
1.2.2煤层及煤质
1）煤层
本区煤层赋存于九峰山组中部（二、三段中），共见煤八层，其中全区可采两层（Ⅰ、Ⅱ），本矿井开采Ⅰ、Ⅱ号煤层。
Ⅰ号煤层煤厚3.0～3.6m,平均煤厚3.3m左右；
Ⅱ号煤层煤厚2.9～3.7m,平均煤厚3.3m左右。
Ⅰ、Ⅱ煤层的平均倾角均为20°
，Ⅰ、Ⅱ煤层的平均间距为25m。
2）煤层露头
本区煤层露头平均厚度为0.9m。
3）煤质
本区煤炭呈黑色、灰黑色至钢灰色，以沥青光泽为主，少量含有金属光泽｡块状为主，少量粉浅状及鳞片状，条带状结构
，贝壳状阶梯断口｡肉眼煤岩类型以光亮型为主｡Ⅰ、Ⅱ号煤层原煤平均灰分15.19%，挥发份一般为40.14%，胶质层厚度平均为1.5mm，原煤容重1.35T/m3。
硫含量为0.73%-1.81%,磷含量为0.%-0.%，应用基低位发热量平均为25.00MJ/kg。
本区煤层以特低硫，低磷、低--中灰份，中等发热量的长焰煤为主，零星分布少量气煤，弱粘结煤及贫煤。
粘结性不好，无结焦性，低熔点，易选。
可做为动力用煤及民用煤。
1.2.3地质勘探程度
本井田最后一次精查基本上搞清本井田的煤层赋存情况和主要的地质构造情况。
根据本区断裂的一般规律，往往在大断裂附近还有很多较小的断裂，还可能有新的断裂没有控制，这些都需要在建井和生产过程中予以注意。
1.3矿井安全概况
1.3.1水文地质
本井田地处的黑宝山—木耳气煤田，为丘陵台地，井田边界地下含水带较少，因此矿井开采时主要受地表河流、洪水堆积的地表水影响，总的变化趋势是由西向东逐渐减弱，井田地表多为沼泽湿地，夏季含水丰富｡
1.3.2瓦斯赋存状况
本矿井为瓦斯矿井，矿井绝对瓦斯涌出量为14m3/min。
采煤工作面绝对瓦斯涌出量为3.3m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为1.7m3/min。
1.3.3煤尘及煤的自燃
地质部门对Ⅰ号煤层与Ⅱ号煤层做了爆炸性试验，在勘探报告中注明，煤尘具有爆炸性危险。
煤炭自燃倾向：
经测定，Ⅰ号煤层与Ⅱ号煤层的自燃较发火严重。
1.3.4地温
本区测得简易和近似稳态测温数值均属地温正常围。
第2章矿井储量及生产能力
2.1井田境界及储量
2.1.1井田境界
由省国土资源厅2003年11月批准的兴边煤矿井田围由19个拐点坐标连线圈定：
井田面积8.52km2｡
2.1.2储量
1）储量计算基础
（1）最低可采厚度：
煤层倾角小于25o时取0.8m，煤层倾角在25~45o时取0.7m；
（2）煤层灰分：
小于40%；
（3）煤层容重：
1.4、接触变质部分1.46；
（4）储量计算边界：
与井田边界一致，浅部以煤层露头风化带底面（即至地面垂深10m）为界，深部以-200m标高为界（垂深600m）；
（5）断层煤柱：
根据断层落差暂定为：
落差≤50m的，断层一侧留30m煤柱，落差>
50m的，断层一侧留50m煤柱｡
2）储量计算结果
根据储量计算公式：
可得出井田的工业储量。
本设计井田面积为8.52Km2，本设计共含煤2层，Ⅰ号煤层煤厚3.3m，Ⅱ号煤层煤厚3.3m。
煤层平均倾角为20°
。
根据储量计算公式:
（2-1）
式中：
—井田工业储量，Mt；
S—井田面积，m2；
m—煤厚，m；
—煤层容重；
—煤层倾角。
可得出井田的地质储量以及井田的工业储量
＝8.52×
3.3×
2×
1.4/cos20°
＝83.77Mt
矿井工业储量83.77Mt，扣除断层煤柱、井田境界煤柱、防水煤柱和工业场地煤柱，以及开采损失煤量总计：
8.19Mt。
井田的可采储量计算公式：
（2-2）
＝（83.77–8.19）80%
＝60.46Mt
—井田可采储量，Mt；
Zg—井田工业储量，Mt；
P—固定损失，Mt；
C—回采率，厚煤层C≥75%，中厚煤层C≥80%，薄煤层C≥85%；
矿井工业储量83.77Mt，扣除断层煤柱、井田境界煤柱、防水煤柱和工业场地煤柱，以及开采损失煤量后，矿井设计可采储量为60.46Mt｡
2.2矿井设计生产能力及服务年限
2.2.1矿井工作制度
本矿井设计年工作日330d，采煤每日二班作业，一班准备；
掘进三班作业；
每班工作8h，每天净提升时间为14h｡
2.2.2矿井设计生产能力及服务年限
矿井设计时确定的煤炭年产量，单位:
Mt/a，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素确定。
矿井设计生产能力划分为：
大型矿井:
1.2、1.5、1.8、2.4、3.0、4.0、5.0、6.0Mt/a及以上;
中型矿井:
0.45、0.6、0.9Mt/a；
小型矿井:
0.3Mt/a及以下；
新建矿井及其第一水平的设计服务年限不宜小于下表2-1的规定：
表2-1新建矿井设计服务年限
矿井设计生产能力（Mt/a）
矿井设计服务年限（a）
第一开采水平设计服务年限
煤层倾角
<
25°
煤层倾角<
～45°
煤层倾角>
45°
6.0及以上
70
35
－
3.0～5.0
60
30
1.2～2.4
50
25
20
15
0.45～0.9
40
服务年限的计算公式：
T=Z/（A×
K）（2-3）
Z—设计可采储量，Mt；
T—矿井服务年限，a；
A—矿井设计生产能力，Mt/a；
K—储量备用系数，1.4；
按生产能力0.6Mt/a计算，储量备用系数取1.4，则矿井服务年限为：
T=60.46/（0.6×
1.4）=72.0a
按生产能力0.9Mt/a计算，储量备用系数取1.4，则矿井服务年限为：
T=60.46/（0.9×
1.4）=48.0a
按生产能力1.2Mt/a计算，储量备用系数取1.4，则矿井服务年限为：
T=60.46/（1.2×
1.4）=36.0a
根据兴边煤矿资源条件、外部建设条件开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素。
按照以上计算，结合表2-1新建矿井生产能力与服务年限的要求确定该设计的生产能力为0.9Mt/a，服务年限为48.0a。
采区的年生产能力计算
一采区年产量
=L×
H×
ρ×
c×
0.8×
330（2-4）
=220×
1.4×
330=429327.36t
二采区年产量
330（2-5）
=200×
330=390297.6t
L—采煤工作面长度，m；
H—煤层平均厚度，m；
ρ—煤层容重，1.4；
c—回采率，80%；
矿井掘进出煤按采面生产能力10%计算
掘面年产量=（390297.6+429327.36）×
10%=81962.496t
根据矿井设计的0.9Mt/a的生产能力，应由两个工作面同时生产才能达到设计生产能力。
第3章井田开拓
3.1井田开拓
3.1.1井田开拓方式
根据上述特点，设计确定本矿井采用多斜井单水平集中大巷、上下山开采的开拓方式｡
3.1.2井口数目
本矿井移交生产时共开凿三条井筒，分别为主井、副井、风井｡具体参数如表3-1所示｡
表3-1井筒规格及功能
井筒名称
断面面积规格（m2）
井筒长（m）
井口标高（m）
倾角（°
）
用途
主井
13.5
1023
400
20°
提升煤，进风
副井
10.1
1132
18°
人员、材料、设备、出矸，进风
风井
18.4
976
21°
回风
3.2水平划分及阶段垂高
3.2.1水平划分
本井田呈一单斜构造，可采煤层倾角为0~25°
，大部分在10~22°
，属倾斜~缓倾斜煤层｡井田开采下部边界标高为-250m，地表标高为+400m，从地表至井田下部边界，矿井开采垂高6500m，以现有采区上山提升设备的能力为限制条件，本矿井可以实现一个水平上、下山开采｡
根据本井田的煤层赋存条件及储量分布状况，设计运输水平确定在+50m标高，开采垂高为650m。
+50m以上为上山开采，+50m以下为下山开采｡
3.2.2井口及工业场地位置
按矿井井口及工业场地位置选择的一般原则，结合首采区位置，对本矿井井口及工业场地位置布置如下：
井口位置设在二采区上部。
工业场地设主、副、风井三条斜井井筒，投产时主、副、风井均掘至车场水平，然后通过+50m运输大巷与一采区联络。
矿井移交时+50m井底车场主要布置水泵房、变电所、机修硐室、火药库及水仓硐室，其余井底车场工程可在矿井移交后接续采区三、四采区生产前建设。
矿井初期移交两个采区即一、二采区，二个综采工作面，开拓方式采用集中大巷，分区石门开拓。
同时，方案具有井巷工程、公路、铁路投资省，井下运输环节少，运营费用低等优点。
3.2.3水平及主要开拓巷道
1）开采上限确定
根据可采煤层风氧化带及防水安全煤岩柱留设高度计算结果，暂定本矿井可采煤层开采上限为+350m，待矿井建设后可视实见围岩条件及涌水情况作适当调整｡
2）大巷布置
矿井水平大巷的布置方式采用集中大巷的布置方式。
根据本井田有两个可采煤层，井下主要运输巷道服务时间长，为保证巷道的稳定性，+50m运输大巷及+50m运输石门均设于下层煤层底板岩石中｡
3）主要开拓巷道断面尺寸如下图所示：
图3-1主井井筒断面示意图
图3-2副井井筒断面示意图
图3-3风井井筒断面示意图
图3-4运输大巷断面
图3-5回风大巷断面
3.3矿井采区接续
3.3.1首采区位置的确定
以断层及+50m煤层底板等高线及井田境界拐点联线可以将本井田划分为6个采区｡矿井的一、二采区的可采储量占全矿井的33%，高级储量占全矿井的55%。
三采区地理位置位置较偏僻，五、六采区煤层赋存深，高级储量比例低，使井巷工程量加大，矿井初期投资费用高，采区布置可靠性低｡根据采区煤层赋存特点结合建井条件，设计确定矿井首采采区为一采区和二采区｡
3.3.2采区划分及开采顺序
1）采区划分及采区储量
采区划分已在井口位置选择章节中论述，全井田划分六个采区，即一、二、三、四、五、六采区,矿井基建一采区和二采区。
2）采区接续
设计对采区接续的原则确定为先近部后远部｡即一、二采区先投产，后分别接续三、四采区和五采区、六采区｡采区接续表如表3-2｡
表3-2采区接续表
第4章采区通风设计
4.1采区通风
4.1.1采区概况
1）采区位置：
兴边煤矿二采区。
2）采区围：
本采区煤层上边界为F10（I）断层，下边界为F13（I）断层，左边界为F20（I）断层和F6（I）断层，右边界为采区边界线。
3）本采区共有两层煤可采，煤层特征见表4-1。
表4-1采区可采煤层特征表
序号
煤层名称
煤层厚度（m）
煤层间距（m）
倾角
（º
顶板岩性
底板岩性
1
I
3.3
13
粉砂岩
2
II
细砂岩
4）瓦斯情况：
根据地质报告提供的采样资料，本采区采煤工作面绝对瓦斯涌出量3.3m³
/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量1.7m³
/min，本采区瓦斯等级为瓦斯矿井。
5）自然发火期：
6-7月。
6）准备方式：
本采区采用上山开采，开采+50m至+300m标高之间的煤层，布置三条上山，一条轨道上山负担采区进风，一条皮带运输机上山负担采区煤炭运输，一条回风上山负担采区回风。
本采区布置一个采煤工作面，此采煤工作面采用综合机械化采煤法，采用支撑式液压支架支护。
工作面最大控顶距为4.5m，最小控顶距为3.5m。
顶板管理方式为全部垮落法管理顶板。
7）本采区还布置了2个掘进工作面和一个备用工作面。
4.1.2采区通风设计原则及要求
每一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。
煤层群或分层开采的每个上山采区或下采区，采用联合布置，都必须至少设置一条专门的回风巷。
采区进、回风巷必须贯穿整个采区的长度或高度。
严禁将一条上、下山或采区的风巷分为两段，其中一段为进风巷，另一段为回风巷。
采煤工作面和掘进工作面都应该采用独立通风，有特殊困难必须串联通风时应符合有关规定。
采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。
4.1.3采区参数
1）采区走向长度：
1498m；
2）区段斜长：
200m；
3）区段数目：
4；
4）回采工作面参数：
回采工作面长度200m，高度3.3m，每班进0.8m，本采区回采工艺为综合机械化采煤法。
4.1.4巷道及断面布置形式
巷道断面设计的基本原则是，在满足技术要求的前提下，尽量提高断面的利用率以减小断面积、降低施工成本和加快施工速度。
在充分考虑巷道所处位置的围岩条件、受力条件、巷道用途、支护方式、支护材料、安全问题的前提下，选择合理的巷道断面形状。
1）采区轨道上、下山断面
采区的轨道上、下山负担采区的材料、矸石的运输及行人任务，为采区的
主要进风巷道，布置单轨运输。
其断面选择为半圆拱形较适合见图4-1；
2）采区运输上、下山断面
采区运输上、下山断面负担采区的运煤任务，巷道铺设单组皮带。
其断面选择为半圆拱形巷道较为适合见图4-2；
3）采区回风上、下山断面
采取回风上、下山主要负担采区各用风地点联系回风大巷的主要回风巷道，巷道不铺设轨道及皮带。
其断面选择为半圆拱形巷道较为适合见图4-3；
4）区段运输平巷断面
区段运输平巷主要负担工作面的煤炭运输，作为工作面的进风巷道，巷道铺设单轨和单组皮带图。
其断面选择为梯形巷道巷道较为适合见图4-4；
5）区段回风平巷断面
区段回风平巷主要负担工作面的回风及向工作面的运料，巷道铺设单轨。
其断面选择为梯形巷道巷道较为适合见图4-5；
6）采区石门断面选择为三心拱形巷道巷道较为适合见图4-6；
7）采区主要硐室断面选择为半圆拱形较为适合见图4-7。
图4-1采区轨道上、下山断面示意图
图4-2采区运输上、下山断面示意图图
4-3采区回风上、下山断面示意图
图4-4区段运输平巷断面示意图
4-5区段回风平巷断面示意图
图4-6采区石门断面示意图
图4-7采区主要硐室断面示意图
4.1.5开采顺序
本采区的开采顺序为先开采I号煤层，采I号煤层的同时备采I号煤层，掘进II号煤层，开采每层煤都布置一个回采工作面。
4.1.6采区进风上山和回风上山的选择
1）采区上山布置
结合本矿的地质条件、煤层赋存情况及矿井生产能力等具体因素，本采区根据技术条件做如下布置，一条回风上山，一条轨道上山，一条运输上山。
采区通风方式主要有三种：
输送机上山进风，轨道上山回风；
轨道上山进风，输送机上山回风；
轨道上山、运输机上山进风，回风上山回风。
通过对采区通风方式的比较（见表4-2）。
通过表4-2可知三种通风方式的优缺点，鉴于本采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量大，同时从管理的角度考虑，所以本采区选用轨道上山、运输机上山进风，回风上山回风的采区通风系统。
表4-2采区上山通风系统比较
通风系统
上山数目
适用条件及优缺点
输送机上山进风，轨道上山回风
2条
1.输送机上山进风，其风流与运煤路线相同而方向相反，所以风门较少。
比较容易控制风流；
2.由于风流与运煤方向相反，风流与煤的相对速度增加，造成大量的煤尘飞扬;
同时，煤在运输过程中不断涌出瓦斯.使进风中是煤尘和瓦斯浓度增加；
3.输送机上山电器设备散热，使进风温度增高；
4.轨道上山下部车场需安设进风门，不易管理。
轨道上山进风，输送机上山回风
1.轨道上山下部车场可不设进风门、车辆通过方便；
2.上山绞车房便于得到新鲜风流；
3.进风风流不受上山运煤和瓦斯污染，含煤尘较少；
4.当采用煤层双巷布置时，作为回风、运料用的各区段中部车场、上山下部车场均须设置风门，不易管理，漏风大。
轨道上山、运输机上山进风，回风上山回风
3条
采区生产能力大，所需风量多，瓦斯涌出量大，上、下阶段同时生产。
是目前大中型矿井普遍采用的通风系统；
避免了上述两种系统的缺点，同时具备两者的优点，但需增加一条上山，工程量较大。
2）工作面进风巷及通风方式的选择
工作面的通风方式视瓦斯涌出量、开采工作条件和开采技术而异，按工作面进回风巷的数量和位置，可分为U型、E型、W型、Z型等通风方式，其中U型应用最为普遍。
下面进行几种通风类型的比较和选择。
U型通风的煤炭自燃威胁较大，上隅角瓦斯浓度高，U型后退式通风方式多适用于瓦斯涌出量不大，且不易自然发火的煤层开采中，对瓦斯涌出量很大，且易自燃发火的煤层，必须采用特殊措施。
W型的优点在于：
相邻的两个工作面共用一条进风或回风巷道，从而减少了采煤巷道的开拓和维护费用；
通风网络属于并联结构，故而风阻小，风量大，漏风量小，利于防火。
E型通风方式与U型相比可使上部工作面气温降低，但采空区的空气流动相应发生可变化，迫使采空区的瓦斯较集中地从上部回采工作面的上隅角涌出，使该处时常处于瓦斯超限状态，故仅适用于瓦斯矿井。
Z型通风方式的优点是：
与前进式U型相比，巷道的采煤工程量较少；
进、回风巷只需在一侧采空的条件下维护；
采区进、回风巷的总长度近似不变，有利于稳定风阻、改善通风。
Y型通风方式的优点是：
较好的解决了回采工作面上隅角的瓦斯超限之患；
由于工作面上下端均处于进风流中，故改善了作业环境；
实行沿空留巷，可提高采区回收率。
本采区工作面采用U型通风，结构简单，巷道施工维修量小，易于管理。
对上隅角瓦斯超限，可设风障引流或在上隅角埋管抽放。
由于采煤工作面进风巷道水平低于回风巷道水平，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，为上行风。
3）工作面通风方向
（1）工作面通风的基本要求：
①回采工作面与掘进工作面都应独立通风；
②风流稳定。
回采工作面分支应尽量避免处在角联分支或复杂网络的联分支上；
③当无法避免时，应有保证风流稳定的措施；
④漏风小。
应尽量减小回采工作面的部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面的漏风；
⑤回采工作面的调风设施可靠；
⑥保证风流畅通。
（2）工作面的通风方向选择
按回采工作面的回风方向选择，对上、下行通风优缺点进行比较（表4-3）。
表4-3回采工作面上、下行通风适用条件
上行通风
1.瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快的降低工作面的瓦斯浓度；
2.风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面进风流中煤尘的浓度；
同时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，增加了工作面的瓦斯浓度；
3.运输设备运转时所产生的热量随风流散发到回采工作面，使工作面气温升高。
下行通风
在没有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的煤层中，可考虑采用下行通风；
工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，还可以减少煤尘含量，减低水砂充填工作面的空气温度，有利于提高工作面的产量，但运输设备处于回风流中，不太安全。
工作面的绝对瓦斯涌出量为3.3m³
/min，且从安全角度出发，本采区工作面采用上行通风。
工作面的新鲜风流由区段的运输平巷进风，分别向工作面供风，由区段的回风平巷回至回风上山。
4.2局部通风
4.2.1局部通风设计原则
局部通风机是矿井通风系统的一个重要组成部分，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。
其设计原则可以归纳如下：
1）矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；
2）局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进；
3）尽量采用先进技术先进的低噪、
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