内蒙古科技大学矿井通风设计说明书Word文档下载推荐.docx
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厚度（M）
最小～最大
平均
岩性
第
四
系
Q
全新
统Q4
0～68.24
16.41
主要由风积砂层，次为河流淤积、洪积层。
风积砂成份以细粒石英为主，沙流淤积层岩性为砂、粉砂或砾石，洪积层以砂、砾石为主。
更新
统Q3
上部为淤积层，岩性为砂、粉砂及黑色土壤，底部为马兰黄土，岩性为淡黄色亚砂土，柱状节理发育，含钙质结核。
不整合于老地层之上。
三
R
上
新
统
N2
0～10.14
4.43
上部为粉红色砂质粘土、亚砂土，下部为灰色、桔黄、棕红色砾岩夹棕红、棕黄色砂岩，分选及滚园度差，呈半胶结状态，松散。
上侏罗
∫
下白垩统
J3～K1zh
7.37～185.85
85.86
上部以砖红、粉红及灰绿色的细、粉砂岩为主，局部含砾，泥质胶结，较疏松，具大型斜层理。
下部为紫红、桔黄色的杂色砾岩及含砾粗砂岩互层，夹粉砂岩，砾石以花岗岩、花岗片麻岩、石英岩等组成。
分选差，磨园中等，泥质胶结，较疏松。
与下伏地层呈不整合接触。
中
侏
罗
J2
安定组
J2a
11.26～48.74
27.47
为一套紫红、砖红、黄棕色中、细粒砂岩，中夹灰紫色砂质泥岩。
底部为浅黄色，向上变为浅紫色的巨厚层状砂岩。
与下伏地层呈假整合接触。
直罗组
J2z
15.56～161.85
96.07
上部为一套杂色的细、中粒砂岩，颜色为灰白、灰黄、灰兰、灰绿、灰紫色等，泥质或粘土质胶结。
底部为厚层状的灰黄色中粗粒砂岩，局部相变为砂质泥岩。
含较多铁质、泥质结核。
底部局部含1号煤层。
下侏罗统
J1-2Y
延安组上岩段
J1-2Y3
39.70～84.09
63.06
上部主要由灰白色中、细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及2号煤组成。
底部为灰白、黄绿色细、粉砂岩及泥岩，具小型波状层理及水平层理。
与下伏地层呈整合接触。
延安组中岩段
J1-2Y2
33.10～78.30
63.77
主要由灰—深灰色粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩和3、4号煤组组成。
底部为厚层状灰白色中、细粒砂岩，具波状层理、楔状交错层理和水平层理。
延安组下岩段
J1-2Y1
13.66～96.97
64.96
主要为灰、灰白色细砂岩、粉砂岩及灰黑色、黑色泥岩、砂质泥岩、煤组成。
含5、6号煤组。
底部为灰色～灰白色的细中粒砂岩，局部相变为粗砂岩或砾岩，发育大型槽状交错层理。
迭
T3y
＞132.80
由灰绿色、灰白色细、中粒石英砂岩组成，含较多云母及少量的暗色矿物，粘土质胶结，局部地段顶部有明显的风化壳产物。
4）井田地质特征
井田内大部分为第四系覆盖只在沟谷两侧出露延安组（J1-2y），根据钻孔揭露和地质填图成果，井田地层由老至新有：
①三叠系上统延长组（T3y）
井田内无出露，仅在钻孔中见到，钻孔揭露厚度不全。
该组为煤系地层沉积基底，岩性为灰绿色中、粗粒长石石英砂岩，含绿泥石及少量云母，具大型交错层理，夹薄层砂质泥岩。
②侏罗系中下统延安组（J1-2y）
为井田主要含煤地层，由于后期侵蚀、剥蚀作用，厚度变薄，厚度137.40～169.60m，平均153.50m，岩性为灰色、深灰色粉砂质泥岩、泥岩，灰白色中、细粒砂岩、粉砂岩及灰黑色炭质泥岩、煤层等，含Ⅲ～Ⅵ四个煤组。
根据其沉积旋回特征，将其划分为四个岩段。
与下伏延长组呈平行不整合接触。
③第三系上新统（N2）
井田内零星出露，钻孔揭露最大厚度24.36m，岩性为浅红色粉砂质泥岩，有滑感，吸水后具可塑性，含似层状钙质结核，下部为紫红色黄绿色含砾砂岩。
④第四系（Q）
井田内第四系主要为全新统风积细砂（Q4eol）及冲洪积砂砾石层（Q4al+pl），钻孔揭露厚度2m，地表一般小于5m。
（2）构造
井田位于东胜煤田补连矿区东南部，基本构造形态与东胜煤田一致，为一向南西倾斜的单斜构造，倾向230°
，倾角1～3°
，井田内无较大断层及褶皱，地质构造简单。
1.1.2煤层条件
含煤地层延安组（J1-2y）共含煤7～14层，一般为10层，根据成煤特征自下而上划分为2、3、4、5、6五个煤组。
其中可采煤层5层，分别为2-2、3、4、5-2、6-2下号煤层，截至目前，3号煤层已全部采空，2-2号煤层大部采空（正在开采），4号煤层及以下煤层尚未采动。
煤层特征详见表1-2-2。
1）各煤层的赋存情况及特征如下
（1）2号煤组：
2-1号煤层：
位于2-2号煤层之上的2-1号煤层仅在区内个别点揭露，不可采。
煤厚为0.10～0.60m，平均0.43m。
2-2号煤层：
位于上岩段（J1-2y3）的中部，基本表现为一单层，为大部可采的较稳定煤层。
煤层结构简单。
（2）3号煤层：
赋存于延安组中岩段，为一单煤层，层位稳定，厚度较大，且变化较小，煤厚为4.32～5.91m，平均5.02m，顶板岩性主要为砂质泥岩、泥岩，底板岩性为粉砂岩、砂质泥岩及细砂岩。
（3）4号煤层：
赋存于延安组中岩段，为一单煤层，层位稳定，厚度变化较小，煤厚为1.16～2.38m，平均为1.81m，顶板岩性为泥岩、砂质泥岩以及粉砂岩，底板岩性多为粘土岩、砂质粘土岩
（4）5号煤组：
5—1上和5—1中号煤层在区内见煤点均不可采，煤厚分别为0.08～0.53m，平均0.36m；
5-1下号煤层位于延安组下岩段（J1-2y1）的上部，煤层厚度为0.10～1.00m，平均为0.66m，煤层顶板岩性多为粉砂岩、泥岩，底板岩性多为砂质泥岩；
5-2号煤层位于延安组下岩段（J1-2y1）的中部，该煤层全区可采，厚度变化较小，层位比较稳定，煤厚为0.96～1.43m，平均为1.10m，为稳定煤层，顶板岩性多为粉砂岩，底板岩性多为细砂岩，粉砂岩。
（5）6号煤组：
6-1上号煤层：
区内局部发育，见煤点均不可采，煤厚为0.05～0.46m，平均0.25m；
6-1下煤层：
全区发育，煤厚为0.38～0.98m，平均0.72m，可采区位于井田东北角，面积约占全区面积的15%，为不可采煤层；
6-2上号煤层：
区内局部发育，见煤点均不可采，煤厚为0.10～0.63m，平均0.38m；
6-2下号煤层：
位于延安组下岩段（J1-2y1）之下部，煤层厚度1.32～3.50m，全区可采，为稳定煤层。
煤层顶板岩性一般为粉砂岩、砂质泥岩，局部为细砂岩、粘土岩底部岩性为砂质泥岩、粉砂岩，局部为中粗砂岩。
2）煤层的自燃
根据矿井储量核实报告，本区煤由于其挥发分产率较高，丝碳含量大，故煤层属于易自燃煤层。
根据内蒙古矿山安全与职业危害检测检验中心（内蒙古安科安全生产检测检验有限公司）2009年8月出具的《武家塔煤矿煤尘爆炸性、煤的自燃发火倾向性检验报告》（4号煤层），煤的自燃倾向性等级属Ⅰ级容易自燃。
3）煤层瓦斯涌出量
本区未进行煤层瓦斯测试工作，但据小窑调查及开采过程实际情况来看，各煤层瓦斯含量均很小、属低瓦斯矿井。
内蒙古安科安全生产检测检验有限公司，2009年8月出具了武家塔煤矿《矿井瓦斯等级鉴定报告》（2009年度），矿井瓦斯绝对涌出量0.76m3/min，瓦斯相对涌出量0.62m³
/t；
矿井二氧化碳绝对涌出量0.80m3/min。
本矿属低瓦斯矿井。
1.2开拓设计
1.2.1开拓方案
武家塔井田共有可采煤层5层，分别为2-2、3、4、5-2、6-2下号煤层。
截至目前，3号煤层现已全部采空，2-2号煤层大部采空（现正在开采），4号煤层及以下煤层尚未采动。
根据煤田煤层赋存条件，工业场地位置的选择，并结合本矿井的地形条件、地面运输条件提出俩种开拓方案：
1）方案一：
开采4、5-2、6-2下号煤层时仍然使用矿井开采2-2号煤层开拓方式，采用平硐、斜井、立井开拓，所用井筒分别为1＃斜井（进风，敷设排水管路）、4＃平硐（进风、主提升）、1＃回风立井（总回风井）。
矿井通风系统为中央分列式，通风方式为机械抽出式。
2）方案二：
利用已建工业场地，新建三条井筒，即：
主斜井、副斜井和回风立井（原有井筒及系统均报废），矿井开拓方式为斜、立井混合开拓。
其中新建的主斜井、副斜井位于矿井原4#平硐处附近，井田边界的东南角，主斜井担负矿井的煤炭提升任务，为矿井辅助通风井，同时兼做矿井安全出口，斜长137.889m，倾角16°
，井筒净宽3.8m，净断面10.19m2；
副斜井担负矿井的设备、材料等辅助提升任务，斜长375.513m，倾角6°
，井筒净宽4.1m，净断面11.68m2,主、副斜井位于山坡地表最低处，有利于利用地形优势减少井巷工程量。
新建的回风立井位于井田边界的东北角地表平缓地带，回风立井与主副斜井相距1200m左右。
矿井开拓方式为斜井－立井多水平混合开拓。
矿井划分二个水平，一水平标高+1048m（开采4号煤层），二水平标高+950m（5-2煤和6-2下煤）。
1.2.2通风系统介绍
1）方案一中，1＃斜井为主井，担任进风，敷设排水管路的任务，4＃平硐为副井担任进风、主提升的任务，1＃回风立井为总回风井。
即地面新鲜风流——副平硐（主斜井）——辅运大巷（运输大巷）——胶带运输进风顺槽——回采工作面——材料运输回风顺槽——回风大巷——回风立井排出地面。
2）方案二中：
（1）根据本次技术改造设计涉及到的矿井三个可采煤层赋存条件，设计将整个井田划分为二个水平开采。
初期开采一水平4号煤层时井下布置三条大巷，大巷均沿煤层底板布置，间距为30～30.177m。
主、副斜井见4号煤层后直接布置运输大巷及辅运大巷，主运大巷与主斜井提升方位相同，平面上为一条直线；
回风大巷与主、辅运输大巷平行布置，与回风立井贯通，构成通风系统，为通风系统类型为中央分列式。
即新鲜风流由副斜井（主斜井）－→4号煤层辅运大巷（4号煤层运输大巷）－→4101工作面运输顺槽（4102回风顺槽）－→4101综采工作面－→4101工作面回风顺槽—→4号煤层回风大巷—→回风立井—→风硐排出地面。
（2）下部5-2号煤层开拓采用斜巷联络，在主副井筒井底附近，与4号煤层主辅运输大巷平面上错开10～15m，掘进运输下山（16°
）及辅运下山（6°
）。
运输下山见6-2下号煤层后落平，在5-2号煤层设置主运大巷和溜煤眼，将煤炭溜入运输下山胶带输送机；
辅运下山见5-2号煤层后沿煤层布置辅运大巷，构成运输系统；
回风立井延深至5-2号煤层后布置回风大巷，与5-2号煤层主辅大巷连通，构成回风系统。
6-2下号煤层开拓方式除运输下山落平后直接布置6-2下号煤层运输大巷外，其他巷道布置同5-2号煤层。
即地面新鲜风流由副斜井（主斜井）——辅运（主运）下山——盘区辅运大巷（盘区运输大巷）——回风大巷——回风立井排出地面。
1.3通风系统方案比较
1）方案比较
方案一增加了井巷和土建工程量投资大，工期长；
且通风路线长，风阻大；
煤炭运输距离长，运输成本高。
所用井筒位置和井筒现状不利于4号煤层及以下煤层开拓和运输，如果使用此方案煤层开拓系统十分复杂。
方案二利用已建工业场地新建风井，新建风井后与方案一相比通风路线缩短，风阻减少矿井通风容易，通风质量好；
煤炭运输距离短，运输成本低；
使煤层开拓系统简单，辅助运输系统流畅，通风系统合理，优化井下系统和地面布置。
利用部分原有施工巷道，施工井巷工程总长度为：
5350m，其中煤巷为3492m，岩巷为646m，半煤岩巷1212m。
主要大巷均布置在煤层中，减少了岩巷工程量，降低了投资成本。
且回风立井和主副井构成了中央分列式通风方式，此通风方式正适合本矿煤层倾角较小，而且自燃发火比较严重的特性。
2）方案确定
根据上述方案的比较，最总选取方案一。
第二章计算和分配矿井总风量
2.1计算总风量
2.1.1按井下同时工作的最多人数计算
Q1=4NK=4×
50×
1.2=288m3/min=4.0m3/s
式中：
Q1---矿井总供风量，m3/min；
4---每人每分钟供风量，m3/min；
N---井下同时工作人数，按交接班两班人
数计算50人；
K---矿井通风系数，包括矿井内部漏风和和配风不均衡等因素，采用中央分列式或混合式通风时可取1.15～1.20。
在矿井产量在T≥90×
104t/a时取小值;
T＜90×
104t/a时取大，本矿井常年60万t/a值此处取1.2。
2.1.2按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算
Q2=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ车+ΣQ其他）K
ΣQ采---采煤工作面实际需风量总和，m3/min；
ΣQ掘---掘进工作面实际需风量总和，m3/min；
ΣQ硐---独立通风硐室实际需风量总和，m3/min；
ΣQ其他---除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min；
1）回采工作面的风量计算：
（1）按瓦斯涌出量计算
Q采=100×
q采×
Kc
=100×
0.73×
1.4=102.2m3/min=1.70m3/s
式中Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；
q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量；
本矿井瓦斯绝对涌出量为0.76m3/min，采面绝对瓦斯涌出量取0.73m3/min；
Kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。
通常机采工作面1.2～1.6；
炮采工作面取1.4～2.0；
水采工作面取2.0～3.0。
本矿井为机采取1.4。
（2）按工作面温度和合适风速计算
采煤工作面应具有良好的气候条件，其进风流温度和风速应符合表2-1-1。
采煤工作面的需风量可按下式计算：
Q采=60×
V采×
S采×
Ki（m3/min）
式中Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；
V采——采煤工作面适宜风速，m/s；
S采——采煤工作面的平均有效断面积，m2，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算；
Ki——采煤工作面面长调整系数,按表2-1-2选取。
2-1-1采煤工作面空气温度与合适风速对应表
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
1.5～1.8
26～28
1.8～2.5
28～30
2.5～3.0
2-1-2采煤工作面面长调整系数表
采煤工作面长度（m）
＜50
50～80
80～120
120～150
150～180
>
180
Ki
0.8
0.9
1.0
1.1
1.2
1.3～1.4
本矿井无地温热害，井下巷道温度一般不超过15℃，工作面加上设备的散热，环境温度不超过20℃。
按2-1-1照气温与风速的对应关系，采煤工作面适宜风速取1.0m/s。
采煤工作面面长调整系数Ki取1.1。
根据所给材料的延伸断面图及采区参数取S采=10.5m2。
K长=60×
1×
10.5×
1.1=693m³
/min=11.55m³
/s
取Q采=12m³
（3）按工作面人员数量计算：
Q采=4nc=4×
20=80m3/min=1.4m³
式中4——每人每分钟供给的最低风量m3/min；
nc—采煤工作面同时工作的最多人数，取交接班时20人。
依据以上几方面的计算，按工作面温度和合适风速计算的风量最大，取回采工作面风量ΣQ采=12m3/s。
（4）按风速验算：
根据《煤矿安全规程》规定第101条，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算，即回采工作面风量应满足：
15×
S采≤Q采≤240×
S采
157.5m3/min≤Q采=12×
60m3/min=720m3/min≤2520m3/min
式中S采——回采工作面平均有效断面，根据所给材料的延伸断面图及采区参数取S采=10.5m2。
最后确定回采工作面需风量ΣQ采=12m3/s。
2）掘进工作面风量计算
按矿井各个需要独立通风掘进工作面实际需要风量的总和（Q掘）计算。
式中Q掘i——第i个掘进工作面实际需要风量，m3/min。
（1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×
q掘×
Kd=100×
0.70×
1.5=114m3/min=1.75m3/s
式中Q掘——掘进工作面实际需风量，m3/min；
q掘——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，本矿井瓦斯绝对涌出量为0.76m3/min，采面绝对瓦斯涌出量取0.70m3/min；
Kd——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。
级掘进面最大瓦斯涌出量与平均瓦斯涌出量之比。
通常，机掘工作面取Kd=1.5～2.0。
本矿为机掘取Kd=1.5。
（2）按局部通风机实际吸风量,计算掘进工作面实际需风量：
岩巷掘进：
Qbi=Qbs×
I+60×
V小S掘=200×
1+9×
9.5=285.5m3/min=4.76m³
煤巷和半煤岩巷掘进：
1+15×
11.5=372.5m3/min=6.21m³
式中Qbs——掘进工作面局部通风机额定风量，m3/min；
掘进
工作面选用额定风量为200m3/min，功率为11Kw局部扇风机；
I——掘进面同时运转的局部通风机台数，台；
S掘---掘进工作面断面积，根据武家塔延伸断面图中回风大巷断面图取岩巷掘进S掘=9.5m3;
根据运输顺槽断面图取煤巷和半煤岩巷掘进S掘=11.5m3；
V小——局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，而造成瓦斯积聚。
（3）按工作人员数量计算
Q掘=4N=4×
30=120m3/min=2m³
式中4——每人每分钟供给的风量不得小于4m3/min；
N——掘进工作面同时工作的最多人数，取30；
（4）按炸药使用量计算
式中
—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，8kg；
b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，
b取0.1m³
/s。
t—通风时间，一般不少于20min；
c—爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取0.02%。
（5）按风速进行验算
①按最低风速验算
煤巷掘进工作面的最低风量Q煤（单位：
m3/min）：
Q煤≥15S掘
Q煤≥15×
11.5=172.5m3/min=2.875m3/s满足最低风速要求。
式中15—按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数；
S掘—煤巷和半煤岩巷掘进工作面的平均断面积，根据运输顺槽断面图取煤巷和半煤岩巷掘进S掘=11.5m2。
②按最高风速验算：
Q煤≤240S掘
Q煤≤240×
11.5=2760m3/min=46m3/s满足最高风速要求。
式中240—按掘进工作面最高风速的换算系数；
S掘—煤巷和半煤岩巷掘进工作面的平均断面积，根据运输顺槽断面图取煤巷和半煤岩巷掘进S掘=11.5m2。
综上所述：
选取掘进工作面的风量为7m³
/s，ΣQ掘=2×
7=14m³
3）硐室实际需要风量计算
井下独立通风的每个硐室所需风量，应根据各类硐室分别计算，武家塔煤矿的中央变电所、水泵房、消防材料库、绞车房等都不是独立硐室，不需要独立通风。
采区变电所设计为独立硐室，需要独立通风。
总风量应为采区变电所硐室风量，则：
采区变电所需风量的计算：
Q采区变电所=3600×
∑W×
θ=3600×
200×
0.02=100m³
/min
ρ×
Cp×
60×
△t1.2×
1.005×
2
式中Q采区变电所——采区变电所变电所硐室总需风量，m3/min；
∑W——采区变电所硐室中运转的电动机总功率Kw；
根据本矿井变电所使用的设备设施取200kw；
θ——硐室的发热系数。
应根据实际考察的结果确定，通常，水泵房可取0.01～0.03;
变电所绞车房可取0.02～0.04。
此处为采区变电所取0.02；
ρ——空气密度，一般取ρ=1.2kg/m³
；
Cp——空气的定压比热容，一般可取Cp=1.005kj/kg·
k；
△t—机电硐室进、回风中的气温差℃，此处取2℃。
则：
ΣQ硐=100m3/min=1.67m3/s。
4）按稀释防爆胶轮车尾气需要风量的计算：
本矿选用2台WQC2J型2.5t防爆无轨胶轮车，用来满足矿井材料、矸石、小型设备的运输要求。
另外，人员运输选用WRC20/2J型防爆无轨胶轮车1台。
按胶轮车供风叠加法计算，已有无轨胶轮车功率为45kW，胶轮车单独给风量按5.4m3/minkw供风，巷道中3台胶轮车同时工作时通风量按叠加法计算，第一台按100％计算，第二台按75％计算，第3台按50%计算：
Q胶轮车=5.4×
45×
（100%×
1+75%×
1+50%×
1）=546.75m3/min
=9.1m3/s
5）其他巷道需要风量计算：
对于矿井其他用风地点的配风量，设计考虑满足巷道低风速等要求，取采、掘、硐室、防爆胶轮车尾气需要风量之和的5%。
则ΣQ其它=（12+14+1.67+9.1）×
5%
=1.84m3/s
则矿井总风量：
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