云南省煤矿通风能力核定报告75页文档格式.docx
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14、通风机性能检测报告（通风机机电检测报告）；
15、煤矿企业对核定结果意见和委托送审申请书.
第二章煤矿简况
第一节自然属性
一、地理交通位置
XX县XX镇XX煤矿位于XX县城以南XX矿区十井田南部，属XX镇管辖，北有公路通至XX，接XX至XX主干线，距XX县城48公里，南可经XX至XX，路程122公里，交通较方便.附：
交通位置图（图1-1）
地理坐标：
东经104°
15′09″—104°
15′58″，
北纬25°
25′07″—25°
25′54″.
图1-1矿井交通位置示意图
二、井田范围
云南省曲靖市XX县XX镇XX煤矿采矿许可证号为：
C530000200907112003XXXX，有效期2009年7月21日～2019年7月21日，设计生产规模15万吨/年.据该矿矿产资源利用方案，截止2009年2月28日止，XX煤矿评审通过保有资源储量846.77万吨.其中探明地经济基础储量（121b）393.27万吨；
控制地经济基础储量（122b）380.02万吨；
内蕴经济资源量（331+332）高硫煤为49.35万吨；
村庄压覆资源量（331）24.13万吨；
估计可采资源储量为490.68万吨，按生产能力15万吨/年，估算该矿保有储量备用系数取1.5，矿井服务年限为22年.
依据云南省国土资源厅划定矿区范围及确定井田井界批复文件内容，批准地井田范围由9个拐点圈定,拐点坐标见表1-1.
表1-1XX煤矿矿界拐点坐标表
拐点编号
直角坐标
X（m）
Y（m）
矿1
XXX2618.64
XXX25138.24
矿2
XXX3146.65
XXX24706.23
矿3
XXX3575.65
XXX25142.24
矿4
XXX3713.65
XXX25029.23
矿5
XXX4081.66
XXX25330.23
矿6
XXX3517.66
XXX26068.24
矿7
XXX3333.65
XXX25847.24
矿8
XXX3021.65
XXX5520.24
矿9
XXX2907.65
XXX25560.24
矿区面积：
0.9488km2开采标高：
1910m～1720m
三、地形地貌
矿区地貌属中、低山区，沟谷纵横，山峦起伏.矿井范围内地形地貌为走向近东西向地山脉，南低北高，北部高山陡峻，南部则为较低地缓坡地带.地势总体上北边高，南边部低.最高点位于北部地山峰，海拔标高+2182m，最低为南部边界处，海拔标高+1860m，相对高差322m.
四、气候
矿区地处温带，具山区局部气候特征，冬季寒冷，春、夏、秋季不明显，据气象资料表明：
年均气温15-18℃，最高气温33℃，最低气温－8℃.每年6-10月为雨季，降雨量可达1000mm.七、八月间常有暴雨.3-4月份为风季，多为西南劲风，冬季以北风为主，雨季为南风.最大风速13.4m/s.
五、瓦斯
根据地质报告中瓦斯采样鉴定结果，从XX矿区煤层瓦斯分布特点及临近矿井资料分析，XX煤矿属高瓦斯矿井，2010年该矿瓦斯等级鉴定相对瓦斯涌出量为43.66m3/t.
六、地层
在井田范围内出露地地层，由老至新有：
上二迭统龙潭组，下三迭统卡以头组、飞仙关组.
1、上二迭统龙潭组
是井田唯一地含煤地层，厚240～250m，依岩性与含煤性不同，将其分为三段.
第一段（P2L1）：
厚约78m，顶界为16号煤层底板，底界至下伏峨嵋山玄武岩地层.此段地层，以在较强地还原环境中形成地沉积物为主，多呈深灰或灰黑色.岩性以粉砂岩、细砂岩为主，层理较发育，细层以水平或微波状为主.该段岩煤中普遍含有黄铁矿，含量由下往上递减，至该段顶部绝迹.此段煤层颇多，但不稳定，结构复杂.
第二段（P2L2）：
厚约97.5m，自16号煤层底板起，止于7号煤层顶板.可采煤层大部分属焦煤.岩石色浅、呈浅灰色，岩性以粉砂岩为主，粘土岩也颇发育，菱铁矿呈薄层状出现，与粉砂岩或细砂岩互层，风化后呈桔黄色.某些层位细砂岩较多，如9煤层顶板为稳定地一套粉砂岩与菱铁岩等厚互层.
第三段（P2L3）：
全厚72.5m，自7号煤层顶板起，至龙潭组之顶.该段岩层呈黄绿色，以粉砂岩为主，粉砂岩往往含多量粘土质，细砂岩成薄层夹于粉砂岩中.砂岩中钙质增加，且在1、3号煤层顶板还较稳定.本段煤层多（20～25层），煤层薄（0.4～0.5m者居多）.
2、下三迭统卡以头组
总厚100为至120m，下部以黄绿色粉砂岩为主，上部以砂岩占优势.下部以1煤层以上动物化石层之下地钙质砂岩为卡以头组与龙潭组地分界.上部（厚层砂岩之上），出现一套岩性既象卡以头组，又似飞仙关组，相互穿插地地层，习称“过渡带”，厚度变化大，个别地点可达十多M，此过渡层并入卡以头组中，作为卡以头组地层地上部界线.
3、下三迭统飞仙关组
总厚度364.5m，岩层地颜色由下而上，由灰紫而紫红，再变为砖红，砂岩与粉砂岩交替出现.
七、含煤地层
井田地龙潭组，含煤多达四十层，含煤系数为13%，含可采煤层九层，含煤系数第一段为6.5%，第二段为13%.
可采煤层由上至下编号为：
8、9、11、12、14、15、16、17-1、17、18、19、20、21、23、23+1.除9煤层厚度稍大外，薄煤层或中等偏薄地煤层居多.属于稳定地煤层有8、9、11、15、16五层；
较稳定地煤层有12、14、17-1三层；
底部17～23煤层为变薄或不稳定煤层.
八、主要可采煤层
设计开采地煤层为K8、K9、K11、K14、K15、K16六层，各煤层厚度及间距见“主要煤层特征表”（表1-8-1）.
可采煤层特征表
表1—8—1
煤层号
间距
（m）
厚度（m）
稳定性
最大
最小
平均
8
1.5
1.25
1.3
全层稳定可采
21.0
9
3.5
1.9
2.6
18.2
11
3.0
1.1
5.2
12
0.9
1.0
较稳定
17.6
14
1.8
1.2
局部可采
4.0
15
0.8
10.5
16
2.0
1.7
10.6
17-1
1.6
0.6
9.0
18
2.1
10.0
19
煤质
1、灰分：
8、9煤层为低灰煤，11—16煤层为中灰煤.
2、挥发份：
一般在20-25%之间，上部为8、9煤层，高达27%.
3、煤质牌号:
由肥焦煤二号向主焦煤、瘦焦煤转化.
4、16煤层以上属特低硫煤层，硫含量低于0.2%，含磷量甚微.
5、煤地发热量介于6259—7286大卡之间.
附：
煤地化学性质表（表1-8-2）
主要煤层特征表
表1-8-2
间距
煤层厚度（m）
C8
24
1.82
稳定可采
C9
C11
23
C14
5
C15
13
C16
九、开采技术条件
（一）水文地质条件
矿井无地表水体，地形地貌冲沟发育，极有利于大气降雨及地下水排泄.
各地层均为弱裂隙含水层与隔水带互层组成,飞仙关组下部隔水带，厚70m，主要为紫红色泥质粉砂岩组成，为一良好隔水带；
卡以头组弱裂隙含水带，厚110m，下部为龙潭组顶部隔水带；
含煤地层潭组亦为弱裂含水层与隔水层间隔组成，总之，各地层富水性极弱.断层富水性微弱，多数不含水.
综上所述，矿井水文地质条件属简单类型.
据地质资料涌水量计算，预计矿井二水平开采时地涌水量为：
正常涌水量40m3/h，最大涌水量90m3/h.
（二）构造
井田总体为一向北西倾斜地单斜构造.地层倾斜平缓，倾角约7～10度左右.
断裂为井田地主要构造形式，走向断层都是正断层，具有一级和首次意义，分述如下：
F1断层：
在矿井范围内，走向北东40°
，倾角60°
～70°
，由西向东变缓；
落差20m；
断层下盘有羽毛状地断裂，既出现分叉地小断层.
F3断层：
在F1南侧相隔约110～230m，与F1近乎平行，断层出现分叉，断层落差20m.
北西组正断层数量极多，该组断层，总是发生在两条北东断层之间，而绝不越过它.矿井内有：
F77东部边界断层，F44中部断层，F46西部边界断层.
不论哪一组断层，都有破碎带，但破碎带地规模不大，宽度多在0.5m以下.岩性影响显著，卡以头组与龙潭组地层中，破碎带规模较大，可达3m.
断层仅为割裂，断失者甚少，而煤层局部被滑坡铲刮后，整体为之吞食，失去工业意义，井田南部有一小范围滑坡体，但属古滑坡，据定居村民介绍，已经历了五、六个世代，当地未见变形或位移.
断层一览表
表1—2—1
组别
断层
编号
长度
走向
（°
）
倾向
落差
控制
程度
备注
走
向
F1
1400
30-60
300-330
60-70
20-35
可靠
正断层
F3
900
70-80
20-30
倾
F44
850
236
68
基本可靠
F46
800
253
61
40
F77
41
75
20
推测
F32
230
257
65
10
第二节矿井建设情况
XX县XX镇XX煤矿为私营企业，始建于1982年，原设计生产能力为6万吨/年，2009年生产能力核定为15万吨/年.2003年12月委托曲靖市煤炭设计研究院对该矿6万吨/年改扩建9万吨/年设计，2006年在完成了对原矿井初步设计（6+9万吨/年）按一个生产系统集中生产进行设计修改工作后，又委托曲靖市煤炭设计研究院进行了15万吨/年设计修改安全专篇工作，2007年完成改扩建，矿井已验收合格.矿区范围采矿面积0.9448km2，开采深度由1910m到1720m标高.开采区内8、9、11煤层.该矿采用斜井开拓，有4个安全出口，即主斜井、副斜井、原生产斜井、回风井.主斜井担负原煤提升，副斜井担负矸石、材料、设备提升下放任务，主、副斜井均作进风之用；
原生产斜井为风井，作1720m水平回风井之用.
主斜井和副斜井分别位于原生产斜井两侧布置，与原生产斜井井筒平行布置.其中主斜井口位于原生产井口东北约30m，主斜井井口坐标：
X=2812036.84，Y=35425101.38，Z=1894，方位126°
，倾角23°
，斜长约340m；
副斜井口位于原生产斜井口西南约40m，井口坐标：
X=2811973.00，Y=35425068.00，Z=1895，方位126°
，斜长约422m.原生产斜井井口位于现主斜井口与副斜井口中间，井口坐标：
X=2812009.00，Y=35425089.00，Z=1894，方位126°
，斜长约260m.回风井井口位于原生产斜井口东南约100m，井口坐标：
X=2811927.00，Y=35425132.00，Z=1885，方位168°
，倾角20°
，斜长约380m.
矿井改扩建主要新增主斜井、副斜井；
原回风井仍作为初期一采区生产风井，原主斜井则改造作为二、三、四采区生产风井.
第三节矿井生产现状
一、开拓方式
矿井开拓方式为斜井开拓，划分为二个水平开采，水平标高分别为+1770m、+1720m，每个水平布置为两个采区，共四个采区，在二采区地两个8、9煤层中各布置一个走向长壁采煤工作面达到设计生产能力，开采顺序均由上水平上煤层至下水平下煤层布置开采.
二、水平划分
根据本矿井范围内地煤层赋存情况以及采矿证开采深度1910-1720m标高.本矿井共划分为二个水平，即一水平+1770m、二水平+1720m，水平垂高50m.
一水平地回风水平标高1820m，待一水平开采结束后，一水平作为二水平投产地回风水平，目前2号风井在1820m水平标高通过联络巷与K8煤层回风巷联通，形成回风水平，向下掘回风眼通K9、K11、K12煤层.
三、支护及运输方式
主斜井采用半圆拱断面，玄武岩地段采用素喷支护，煤系地层采用砌碹支护，净断面5.1m2，净宽2.4m，净高2.4m，墙高1.2m，装备15kg/m单轨，采用XK2.5-6/48-KBT蓄电池机车牵引MF0.7-5型矿车运输.
回风井采用半圆拱断面，砌碹支护，净断面4.4m2，净宽2m，净高2.2m，墙高1.1m，装备11kg/m单轨，承担矿井回风任务.
四、通风方式
矿井采用中央并列式通风方式，机械抽出式通风方法.全矿井3个进风井（主、副斜井、原生产斜井）、1个回风井，安装BDK54-6-№15型防爆对旋轴流式风机两台，一台工作，一台备用，其转速980r/min，风量23.3-51.7m3/S，静压617-2340Pa，选用电机为YBFe280M-6，2×
55KW，660V.
主要通风机安装有电流表、电压表和水柱计，风井设有防爆门.矿井在《初步设计》中编制有通风设计，通风设计符合设计规范要求，并通过批准，设计矿井总需风量为1343m3/min.在矿井《安全专篇》中选择地风机型号为BDK54-6-№15型防爆对旋轴流式风机两台，一台工作，一台备用，其转速980r/min，风量23.3-51.7m3/S，静压617-2340Pa，选用电机为YBFe280M-6，2×
55KW，660V，采用风机反转反风，通风机风量和风压能够满足矿井通风需要.
矿井110802回采工作面和111101回采工作面掘进巷道实行分区独立通风，各掘进巷道工作面回风经过采区上山，进入总回风巷，110802回采工作面地回风从工作面回风巷进入回风上山，再进入总回风巷，不存在串连通风.矿井无风流短路、微风和漏风以及主要通风巷道分段通风情况，总回风巷贯穿整个采区，所有巷道断面均能满足通风要求，风速未超限.
111103机运巷掘进工作面采用YBT-11型局部通风机压入式供风，局部通风机额定风量210m3/min，额定供风距离400m，选用400mm双抗风筒，C9煤材料上山掘进工作面采用FBDNO5.6型局部通风机压入式供风，局部通风机额定风量210m3/min，额定供风距离400m，选用400mm双抗风筒，局部通风机有专人负责，挂牌管理，掘进工作面机电设备与局部通风机实现了“三专”和“两闭锁”，局部通风机安装符合要求.
五、瓦斯管理
1、矿井每年必须进行瓦斯和二氧化碳涌出量鉴定工作，根据瓦斯等级鉴定严格执行瓦斯检查、记录、汇报制度，三班都必须检查瓦斯和二氧化碳，所有采掘工作面，硐室，使用中地机电设备设置地点，有人作业地地点都应纳入检查范围.
2、高瓦斯矿井每班至少检查3次，同时高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井实行专人定点检查瓦斯.
3、煤矿须配足、配齐瓦斯检查、监测监控、测风、测尘仪器、仪表，确保检测数据准确无误.
4、煤与瓦斯突出、高瓦斯矿井必须安装瓦斯抽放系统并能正常使用，并根据矿井瓦斯涌出量大小地不同编制瓦斯地质图.
5、矿井瓦斯管理必须严格执行《煤矿安全规程》规定要求，对瓦斯涌出量结合矿井通风网络进行系统风量调节稀释抽排瓦斯，保障矿井通风能力满足安全生产地需要.
六、采区布置
一采区：
单翼布置后退式开采，石门位于主斜井东边.一水平一采区仅有K7、K8、K9煤层，经多年开采，煤量基本采完，目前正在进行一采区收尾和二水平接替工作.
二采区：
双翼采区，一水平二采区设计开采K7、K8、K9、K11、K12共5个煤层.K7、K8、K9煤层层间距较大，采用分层开采，各煤层设两条上山，一条为通风行为上山，另一条为运输机上山，最下一个区段掘一溜煤眼在采区运输石门中装车；
K11、K12及K14、K15、K16分为两组，各组联合开采，用区段石门连通，共用运输机上山及溜煤眼，每个煤层掘一条通风行人上山.二采区中部设采区运输石门、上山双翼开采.煤在采区运输石门车场中装车，经二采区水平集中运输大巷运至一采区，从各水平主斜井提出地面.
七、采煤方法
根据煤层赋存条件及开采技术水平，设计采煤方法为走向壁式采煤法，工作面打眼放炮落煤.工作面采用单体液压支柱，根据煤层厚度选用DWX14—300/100和DWX28—300/100悬浮式单体液压支柱，配合HDJA—1000型铰接顶梁支护顶板，排距1.0m，柱距0.8m.采用全部陷落法管理顶板，控顶方式为三、五控顶，最小控顶距3.2m，最大控顶距5.2m，放顶步距2m.工作面、机运巷、运输上山选用SGB—420/22型可弯曲刮板运输机运煤.
八、运输方式
根据矿井开拓方式及采区布置情况，一采区生产时，石门运输运输距离较短，采用人力推车.二采区生产时，大巷运输距离较长，采用5吨井下防爆蓄电池机车牵引矿车运输.
矿车型号及数量：
井下采区石门及运输大巷运输选用0.75m3U型侧卸式矿车，矿车数量以矿井投产时按排列法计算为0.75m3U型侧卸式矿车90辆.另外配备MC1-6A型材料车9辆，MP1-6A型平板车3辆.
第三章矿井通风简况
第一节矿井通风方法和通风方式
一、通风系统
主要通风机采用了双回路电源供电，电源来自XXX变电站和XXX变电站，两电源线路通过高低压配电系统，输出两趟电源进入主要通风机房设置地低压配电装置，经双回路切换开关切换，保证主要通风机在其中一趟电源线路出现故障停电时，另一趟电源线路能及时地投入使用，主要通风机安装了电流表、电压表、水柱计，设有安全监测监控探头、开停传感器、风门开关传感器、负压传感器，温度传感器等自动监测系统，保证了主要通风机地正常运行和连续性.
主要通风控制开关内设有换向反转开关，风井设有防爆门，防爆门设有反风时防止防爆门打开地装置，人行风门设有反向风门，能保证矿井正常进行反风.
主要通风机有专人值班，有主要通风机操作规程，主要通风机反风操作规程，主要通风机岗位责任制，主要通风机运行记录，主要通风机供电系统图，有直通矿调度室地电话.
矿井11301回采工作面和11302备采工作面掘进巷道实行分区独立通风，各掘进巷道工作面回风经过采区上山进入总回风巷，11301回采工作面地回风从工作面回风巷进入回风上山，再进入总回风巷，不存在串连通风.矿井无风流短路、微风和漏风以及主要通风巷道分段通风情况，总回风巷贯穿整个采区，所有巷道断面均能满足通风要求，风速未超限.
矿井掘进工作面采用YBT-11型局部通风机同时配备安装了一台同等能力地局部通风机，局部通风机额定风量120～200m3/min，额定供风距离200M，电机功率11kw，局部通风机实现了双回路供电，电源其中一趟来自地面专用变压器，专供局部通风机，另一趟来自地面低压配电室，带电地另一电源通过自动切换开关供备用局部通风机用电，局部通风机安装了监控仪器，开停传感器，“风电”“瓦斯电”闭锁等装置，保证局部通风机供电地连续性.
矿井属高瓦斯矿井，矿井在离主井口XXM位置设置了瓦斯抽放泵房，泵房内安装了XX台型号为XX瓦斯抽入泵，泵房附近管路设有放水器，防爆装置，防回火装置，防回水装置，管路设有调节阀门、放水器，20M范围内无烟火，排放管超过泵房顶3M以上.
矿井实际配风情况；
11301回采工作面312m3/min，风速1.21m3/s，11302工作面进风巷180m3/min，0.7m3/s，11302工作面回风巷186m3/min，风速0.72m3/s，无循环风，风量分配满足用风要求.
表3-1矿井通风和通风机参数
通风方式
中央并列式
主要通风型号
风机工作方法
抽出式
生产厂商、日期
矿井CH4相对涌出
m3/min
额定风量
矿井CH4绝对涌出
额定风压
Pa
～
矿井总进风
通风机功率
kW
矿井总回风
叶片角度
°
矿井有效率
%
矿井通风阻力
通风机工作风量
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