胶东煤矿矿井通风系统设计李春亭Word文件下载.docx

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（详见煤系地层综合柱状图1-1）

现将钻探及井巷揭露地层由老到新叙述如下：

一、奥陶系中统（O2）

（一）下马家沟组（O2x）：

地层厚度160m，以厚层花斑灰岩为主，夹角砾状灰岩和白云质灰岩。

（二）上马家沟组（O2s）：

地层厚度250m，岩性以灰色、深灰色厚层状质纯灰岩和花斑状灰岩为主，夹白云质灰岩，含燧石条带和结核。

（三）峰峰组（O2f）：

地层厚度140m，岩性以深灰色质纯厚层状结晶灰岩和花斑状灰岩为主，夹白云质灰岩，和薄层泥质灰岩，偶见燧石结核，岩溶裂隙较发育。

二、石炭系（C）

（一）本溪组（C2b）：

该地层主要分布于井田西部，厚度为42.1～60.9m,井田平均厚度50m，以浅灰色、灰色细碎屑沉积岩为主，夹1～3层薄层灰岩。

（二）太原组（C3t）：

地层厚度61.22～86.75m，井田平均厚度70m，以浅灰色、灰色碎屑沉积岩为主，颗粒较本溪组稍粗，含3～6层灰岩，其中3层稳定，含煤1层，为井田内主要含煤地层。

与本溪组呈整合接触关系。

三、二叠系（P）

分为下统山西组和下石盒子组和石千峰组，与下伏地层呈整合接触。

（一）山西组（P1s）：

地层厚41.90～88.30m，井田内平均厚度60m，岩性以灰色、深灰色碎屑岩为主，颗粒较粗，含煤1层，为矿区及井田内的主要含煤地层。

与下伏地层呈整合接触关系。

（二）下石盒子组（P1x）：

厚度57.93～97.74m，平均70m，岩性以灰绿色带紫斑的泥岩与粉砂岩为主。

四、第四系（Q）

第四系直接覆盖在基岩面上，地层厚度68m至147m，平均80m。

多覆盖在地标最上层，岩性为浅灰色亚砂土，卵砾石等。

井田地层层序表表1-1

界

系

统

组

厚度（m）

新生界

第四系

80

古生界

二叠系

下统

下石盒子组（P1x）

70

山西组（P1s）

60

石炭系

上统

太原组（C3t）

中统

本溪组（C2b）

50

奥陶系

峰峰组（O2f）

140

上马家沟组（O2s）

250

下马家沟组（O2x）

160

1.4.2含煤地层

井田煤系地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。

地层总厚度98.83～186.04m，平均142.44m，含煤2层，煤层总厚度为8.5m，主要可采煤层为3号和5号煤层。

1.5可采煤层及煤质条件

3号煤层：

煤层厚度2.6～3.4m，平均厚度3.6m，煤层平均倾角为12°

，结构简单，不含夹矸，直接顶一般为砂质泥岩和粉砂岩，底板为黑色泥岩，属全井田稳定可采的厚煤层，煤岩类型以半亮型和半暗淡型为主，底部为半亮型煤。

5号煤层：

煤层厚度4.2~6.7m，平均厚度4.9m，煤层平均倾角为12°

，上距3号煤层底板约40m，结构简单，一般不含夹层，顶板为灰岩，底板为粉砂岩，属全井田稳定可采的中厚煤层，煤岩以光亮型和半光亮型为主。

（表1-2）

表1-2可采煤层及煤质条件

煤层

名称

煤层厚度/m

层间距/m

倾角/（°

）

夹石

情况

顶底板岩石

稳定性

硬度

容量

最小

最大

平均

顶板

底板

3煤

3.2

3.9

3.6

100

10~14

无

砂质泥岩

黑色泥岩

稳定

0.4~0.8

1.3

5煤

4.2

5.7

4.9

10~13

灰岩

粉砂岩

0.4~0.7

1.6煤质

对井田内所含煤层煤质的技术指标情况（灰分、挥发分、全硫、发热量）统计如下（表1-3）：

表1-3井田内所含煤层煤质的技术指标情况

项目

煤层

灰分Ad（%）

挥发分Vr（%）

硫分S（%）

发热量Q（MJ/kg）

15.02

36.75

0.42

25.36

13.29

38.27

1.73

26.03

主采煤层3煤原煤平均灰分15.02%，为低中灰煤，5煤平均13.29%，是可采煤层里灰分最低的煤层，亦为低中灰煤。

本井田所有煤层挥发分普遍较高，3煤平均为36.75%，5煤平均为38.27%。

原煤中3煤硫分最低，平均0.42%，为特低硫煤；

5#煤平均为1.73%，为中硫煤。

3煤平均发热量均为25.36MJ/kg，5煤平均发热量为26.03MJ/kg，均为高热值煤。

1.7水文地质

井田内主要含水层为顶板砂岩裂隙承压含水层、野青灰岩岩溶裂隙承压含水层、第四系底部砂砾层含水层，以静储量为主，矿井年最大涌水量466m3/h，平均324m3/h。

一水平以浅正常涌水量为154m3/h，最大涌水量为192m3/h，受水害影响较小，对生产不构成威胁，水文地质条件综合评判为简单类型，二水平以深正常涌水量为150m3/h，最大涌水量为204m3/h，受水害影响较小，对生产不构成威胁，水文地质条件综合评判为简单类型。

1.8其它开采技术条件

根据钻孔煤样和周围矿井实际调查分析，本矿相对瓦斯涌出量平均为13m3/t，其中3号煤层相对瓦斯涌出量平均为14m3/t，5号煤层相对瓦斯涌出量平均为12m3/t，属于高瓦斯矿井。

本矿井3号煤层有煤尘爆炸危险，5号煤层有自燃倾向性，发火期为6~12个月。

根据钻孔测温资料显示，地温梯度平均1.56~1.81℃/100m，地温随着深度的增加而增高。

（表1-4）

表1-4其它开采技术条件

相对瓦斯涌出量（m3/t）

瓦斯等级

煤尘爆炸危险性

煤层自燃倾向性

自然发火期

14

高

有

12

6~12个月

2井田开拓开采

2.1矿井的储量

2.1.1矿井地质资源量

勘探地质报告提供的查明煤炭资源的全部。

包括探明的内蕴经济的资源量331，控制的内蕴经济的资源量332，推断的内蕴经济的资源量333。

井田走向长约5000m，倾斜长约2600m。

井田内共2层可采煤层，倾角均为12°

左右。

故矿井地质资源储量为：

Zz=5000×

2600×

（4.9+3.6）×

1.3=14365.00万t

2.1.2矿井工业储量

根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。

根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业储量由（2-1）式计算。

Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k（2-1）

式中Zg——矿井工业储量；

Z111b——探明的资源量中经济的基础储量；

Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；

Z2M11——探明的资源量中边际经济的基础储量；

Z2M22——控制的资源量中边际经济的基础储量；

Z333k——推断的资源量。

计算如下：

Z111b=14365.00×

60%×

70%=6033.30万t

Z122b=14365.00×

30%×

70%=3016.65万t

Z2M11=14365.00×

30%=2585.70万t

Z2M22=14365.00×

30%=1292.85万t

由于地质条件简单，k取值0.85.

Z333k=14365.00×

10%×

0.85=1221.01万t

Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k=6033.30+3016.65+2585.70+1292.85+1221.01=14149.51万t

2.1.3矿井设计储量

要计算矿井设计储量，首先要确定各种永久煤住损失。

这些永久煤柱包括断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱，地面建（构）筑物煤柱等。

（1）断层保护煤柱

本井田并没有大的断层，只在井田西南部，有一处比较发育的断层，断层走向倾斜，延伸700m左右，断层每侧留着保护煤柱30m。

断层保护煤柱=断层长度×

煤柱宽度×

煤层厚度×

煤的平均密度

对本矿井：

3#煤层：

700×

60×

3.6×

1.3=19.66万t

5#煤层：

4.9×

1.3=26.75万t

故断层总保护煤柱损失煤量为46.41万t

（2）井田境界保护煤柱

设计矿井边界每侧留有20m宽度的保护煤柱，由地板等高线看出，本井田边界周长约为16800m，由此可算出井田境界保护煤柱损失的煤量。

井田境界保护煤柱=边界长度×

16800×

20×

1.3=157.25万t

1.3=214.03万t

故井田境界保护煤柱损失煤量为371.28万t

本矿井受水害影响很小，故不设防水煤柱；

由于地面建（构）筑物基本分布在工业广场上，故只需计算工业广场损失煤柱即可，不在单独计算。

由矿井设计储量计算式（3—2）计算：

Zs=（Zg-P1）（3-2）

式中Zs——矿井设计储量；

Zg——矿井工业储量；

P1——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱损失量之和。

Zs=14149.51-（46.41+371.28）=13731.31万t

2.1.4矿井设计可采储量

要计算矿井设计可采储量，需先确定工业场地和主要井巷煤柱损失量。

工业场地的面积确定如下：

设计矿井生产能力大约为120万t，根据《煤矿设计规范》规定，每10万t煤所占的工业场地面积为1公顷左右，故设计矿井的工业场地面积为12公顷，故设计工业场地尺寸为300m×

400m。

地面建筑物和主要井筒的保护煤柱是从受保护的边界起，按基岩移动角β、γ和δ及表土层移动角θ所做的保护平面与煤层的交线来确定。

安全煤柱的留设与计算一般用垂直剖面法求的。

垂直剖面法留设井筒和工业场地保护煤柱：

1在煤层底板等高线图上，过要保护的工业场地建筑物群的最外角点，分别作平行于煤层走向和倾向的各两条直线，交a’、b’、c’和d’，形成矩形。

2在矩形a’、b’、c’和d’四周加20m宽的围护带，形成底表保护范围a、b、c、d，地表保护范围的边界为mn和qk。

3过a、d线段和b、c线段中点，作沿煤层倾向的剖面Ⅰ—Ⅰ。

4将煤层底板等高线、上覆岩层和要保护的工业场地边界投影到平行于煤层走向的垂直面内，形成所谓的Ⅱ—Ⅱ投影面。

5在Ⅰ—Ⅰ和Ⅱ—Ⅱ面上，过m、n和q、k四点，按松散层移动角φ=45°

画出直线与基岩相较于m1、n1和q1、k1；

在Ⅰ—Ⅰ剖面上，过m1和n1两点，按下上移动角β=64.6°

和上山移动角γ=75°

画直线与煤层交于m2和n2；

在Ⅱ—Ⅱ剖面上，过q1和k1点按走向移动角δ=75°

画直线，与煤层相交于n2线同表格哦啊的q2和k2，与m2同标高的q3和k3。

6将m2和n2及q2、k2、q3和k3投影到煤层底板灯线图上，得A、B、C、D4点，连接A、B、C和D即得平面图上的保护煤柱边界。

工业场地煤柱损失量=梯形面积×

煤层平均厚度×

煤层平均密度

梯形面积=0.5×

（368+448）×

586=23.9万m2

工业场地煤柱损失量=23.9×

104×

（4.9+3.6）×

1.3=264.10万t

由矿井设计可采储量计算公式（2-3）计算：

Zk=（Zs-p2）C（2-3）

式中Zk——矿井设计可采储量；

p2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和；

C——采区才出率，厚煤层不小于75%；

中厚煤层不小于80%；

薄煤层不小于85%。

Zk=（13731.31-264.10）×

75%=10100.41万t

2.2矿井设计生产能力和服务年限

2.2.1确定矿井生产能力的主要因素

影响矿井生产能力的因素主要有储量条件、影响开采工艺的地质条件、采煤工艺与矿井技术装备水平和矿山经济及社会因素。

参照新建矿井设计服务年限（表2—1）要求，并根据矿井服务年限计算公式（2-4）计算：

T=

（2—4）

式中：

T——矿井设计服务年限，a；

Zk——矿井可采储量，t；

A——矿井设计生产能力，万t/a；

K——储量备用系数，取1.3。

参照大型矿井服务年限的下限（大于50a）要求，T取51a，储量备用系数取1.3，则矿井设计生产能力A为：

A=

=

=152.3万t/a

根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井设计生产能力A确定为150万t/a，在计算矿井服务年限：

=51.8a

在计算矿井服务年限时，考虑矿井投产后，可能由于地质损失增大，采出率降低和矿井增产的原因，使矿井服务年限缩短，设置个备用储量Zb，备用量为：

Zb=

×

0.4=3107.82万t

在备用储量中，估计约有50%为采出率过低和受未预知地质破坏影响所损失的储量。

矿井开拓设计时认定的实际采出的储量约为：

10100.41-（3107.82×

50%）=8546.50万t

表2-1新建矿井设计服务年限

矿井设计

生产能力

（mt/a）

服务年限

（a）

第一开采水平设计服务年限（a）

煤层倾角

<

25°

~45°

>

45°

6.0及以上

35

—

3.0~5.0

30

1.2~2.4

25

20

15

0.45~0.9

40

2.2.2各种参数的校核

（1）对矿井设计的生产能力进行校核

本矿井采区同采个数为2个，同采工作面2个，每个工作面长185.7m，区段斜长1300m，采煤机年割煤平均进度990m，煤平均厚度4.25m,3#煤厚3.6m,平均密度1.3t/m3。

A′=185.7×

1.3×

990×

2=172.1万t>

150万t

符合设计要求。

（2）校核各种辅助生产环节能力

由于采用最新的提升和运输设备，并根据设计生产能力设计大巷和井底车场，所以这些辅助生产环节都能满足矿井生产能力的需求。

2.3井田的开拓开方式

2.3.1开拓方案及技术比较

2.3.1.1井筒布置

由于井田地形平坦，不存在平硐开拓条件，表土层较厚且有流沙层，斜井施工困难，所以，确定采用立井开拓（主井装备箕斗），并按流沙层较薄、井下生产费用较低的原则，确定井筒位于井田走向中部流沙层较薄处。

为避免采用箕斗井回风时封闭井塔等困难和减少穿越流沙层开凿风井的数目，决定采用中央分列式通风方式，回风井布置在井田上部边界的走向中部。

这样，井田需要开凿主立井、副立井和回风井三个井筒。

2.3.1.2阶段划分和开采水平设置

根据井田条件和《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，本矿井可划分为2~3个阶段，设置1~3个开采水平。

阶段内采用采区式准备方式，每个阶段沿走向划分为4个走向1250m的采区，采区划分为若干区段。

在井田每翼布置一个生产采区，为减少初期工程量，缩短建井时间，采区间采用前进式开采顺序。

因井田内瓦斯量较大，若采用上下山开采，下山部分在技术上困难较多，故决定阶段内采用上山开采，由于井田斜长较大，倾角为12°

左右，因此排除了单水平上下山开采的开拓方案。

这样，阶段划分和开采水平设置形成两个方案，一是井田划分为两个阶段，设置两个开采水平；

二是井田划分为三个阶段，设置三个开采水平。

2.3.1.3阶段和开采水平参数

（1）水平垂高

两阶段、两水平：

1300×

sin12°

=270.3m

三阶段、三水平：

1000×

=207.9m

800×

=166.3m

（2）开采水平实际出煤量

两阶段、两水平方案：

第一、第二阶段8546.50/2=4273.25万t

三阶段、三水平方案：

第一阶段（8546.50/2600）×

1000=3287.11万t

第二、第三阶段（8546.50/2600）×

800=2629.69万t

（3）开采水平服务年限

第一、第二水平51.8/2=26.4a

第一水平（51.8/2600）×

1000=19.92a

第二、第三水平（51.8/2600）×

800=15.94a

（4）采区服务年限

开采水平内每翼一个采区生产，矿井由两个采区同采保证产量，考虑1a的产量递增和递减期。

两阶段、两水平方案中的采区服务年限：

（26.4/2）+1=（13.2+1）a

三阶段、三水平方案中的采区服务年限：

一水平采区（19.92/2）+1=（9.96+1）a

二、三水平采区（15.94/2）+1=（7.97+1）a

（5）区段数目及区段斜长

每个+阶段划分为7个区段，区段斜长为：

1300/7=185.7m

一水平划分为5个区段，区段斜长为：

1000/5=200m；

二、三水平划分为4个区段，区段斜长为：

800/4=200m。

（6）区段采出煤量

每个水平划分为4个采区，每个采区7个区段，每个区段出煤量：

4328.75÷

4÷

7=154.60万t

一水平4个采区，每个采区5个区段，每个区段出煤量：

3329.80÷

5=166.49万t；

二、三水平4个采区，每个采区4个区段，每个区段出煤量：

2663.84÷

4=166.49万t

井田内所划定阶段的主要参数如表2-2所列。

表2-2阶段主要参数

阶段划分数目

阶段斜长

/m

水平垂高

水平实际出煤

/万t

服务年限/a

区段数目

/个

区段斜长

区段采出煤量

水平

采区

2

1300

270．3

4328.75

26.4

13.32+1

7

185.7

154.60

3

1000

207.9

3329.80

19.92

9.96+1

5

200

166.49

800

166.3

2663.84

15.94

7.97+1

4

说明

在采出煤量计算中，把备用储量的一半归为地地质损失，另一半归为矿井由于增产开采的储量；

吧增产储量合并计入开采水平实际采出的煤量中；

采区服务年限按设计平均服务年限加上一年的产量递增、递减期计算。

2.3.1.4大巷布置

考虑到各煤层间距较小，宜采用集中大巷布置。

为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，大巷布置在m2煤层底板下方垂直距离为30m的厚层砂岩层内。

上阶段的运输大巷留作下阶段的回风大巷。

（1）运输大巷

运输大巷是一条掘金在岩层中的巷道，巷道断面形状此阿勇半圆拱形，采用锚网+喷射混凝土支护，同时才顶板上加锚索加固。

巷道断面形状如图2-1及特征如表2-3。

图2-1运输大巷断面图

表2-3运输大巷特征表

掘进断面

净断面

水沟S掘

水沟S净

净周长

锚杆兼具

锚杆深

锚杆排距

喷层厚度

172.2m2

15.1m2

0.36m2

0.20m2

14.8m

800mm

1600mm

100mm

（2）回风大巷

巷道断面形状如图2-2及特征如表2-4。

图2-2回风大巷断面图

表2-4回风大巷特征表

围岩类别

断面（m2）

掘进尺（m2）

锚杆