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煤矿通风与安全毕业设计

XX煤矿通风与安全毕业设计

目　　录

第1章井田概况及地质特征

1.1井田位置及交通

XX县XX区XX煤矿位于XX县城东南方向，地处XX县XX镇小河村。

矿井距离XX镇5km,距XX火车站5km,北西直线距离XX县城约20km，有0.4km简易公路与公路相接，交通较为方便。

图1-1-1矿区交通位置

1.2矿井气象及地震情况

1.2.1气象情况

矿井位于四川盆地南缘，属温暖潮湿的亚热湿润季风气候，在四川省气候区划中属四川东部中亚热（I）四川盆地湿润气候地区（IA）盆周山地中亚热带~温暖带区（IA5）。

夏秋季天气晴朗，冬春季雨雾绵绵，有短期积雪和霜冻，年冰霜期为14~17天。

据气象站资料，区内历年平均气温约17.70C，最冷在一月份，均温6.50C，最低气温约为5-2.80C；最热在七月份，七月均温26.10C，最高气温40.30C。

日照时间每年平均为860.7~943.7h，年无霜期满323天，历年平均降雨量为1000~1300mm，雨量充沛，降雨量多集中在5~9月。

相对平均湿度75%，平均气压95.2kpa。

风向多西南风，最大风速17m/s。

1.2.2地震

按《中国地震烈度区划图》（1990），本区地震区划为VI度区，地震多与东西构造相关，震级多在V级以下。

1．3地层与地质构造

1.3.1地层

区内出露地层由新至老为：

第四系（Q）、中生界三叠系（T）、中生界二叠系（P）。

1.第四系（Q）

零星分布在矿区西部及溪沟两侧，有坡积层、堆积层之粘土、砂土及碎石土，与下覆地层呈不整合接触。

2.中生界三叠系（T）

分布在矿区东南，其中飞仙关组（T1f）厚500m，岩性为紫红色、灰色粉砂岩、中-细粒砂岩夹泥岩。

3.中生界二叠系（P）：

上统宣威组（P2x）根据岩性、岩相及含煤性可分上下两段，上段（P2x2）是区内主要含煤地层。

上段（P2x2）是顶界为生物碎屑灰岩（标志层1）之顶，底界为9#煤层底板，厚35.46~58.38m，平均42.88m。

由灰色、深灰色、裼色细砂岩，粉砂岩、砂质泥岩和粘土岩夹煤线及薄煤层，含2#、3#、7#、8#、9#煤层，其中2#、3#、7#、9#煤层为局部可采，8#煤层为全区可采，可采煤层平均总厚6.28m，纯煤平均总厚3.72m。

下段（P2x1）上部以9#煤层底板为界，下以峨眉山玄武岩为界，厚93.15~121.27m，平均厚104.36m，岩性以浅灰色粘土和灰色细砂岩为主，夹少量灰色及浅绿色中粒砂岩，顶部常1-3层薄煤线，均不可采。

1.3.2构造

该矿为独立矿井，不存在边界纠纷。

矿区为简单的单斜构造，地层走向北东-南西，倾向南东（1250~1500），倾角120~200。

矿山内探明断层有F89、F90，其中F89处于矿井北东边界，为一逆断层，对矿井开采无影响；F90处于矿区界内北东方向，为一逆断层，长900m，走向N45W，倾向NE，倾角400~600，落差30~50m，南东起至马家坳口，往北与F89相交于石坝，破坏了矿区内煤层的连续性。

矿井南西方向有1处（H1）滑坡体，为铁索桥-魏家林滑坡，面积有1km2，滑体为飞仙关组及宣威组上段，滑床为宣威组岩层，主要剥蚀2#、3#煤层浅部，对深部煤层和8#煤层无大的影响。

矿山内虽未发现大的断层，但有三条隐伏小断层存在。

1.4煤层与煤质

1.4.1煤层情况

矿区含煤地层为二叠系上统宣威组（P2x），共含5层可采煤层，其中2#、8#煤层为该矿井内全区可采，各煤层情况如下：

1、2#煤层

2#煤层（俗称“三型炭”）位于该煤系地层顶部，煤层结构简单，厚0.2~0.99m，平均厚0.94m，倾角15~200。

夹矸1~3层，一般为2层，岩性多为炭质泥岩、泥岩、粘土岩，岩厚0.02~0.67m，一般0.1m。

顶板为浅灰-深灰及灰黑细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩，有时为泥岩、粘土岩。

普遍发育微细区段层理，沿层面的黄铁矿晶粒和薄膜。

泥岩、砂质泥岩中富含植物化石印痕，直接顶板有时为粘土岩，微层状构造，全晶质鳞片状结构；底板多为浅灰-灰黑色粘土岩、泥岩、砂质泥岩，泥质结构、鳞片状结构、层状构造，含炭化植物化石碎片。

2、8#煤层

8#煤层（俗称“高炭”）,位于煤系地层下部，上距7#煤层4~6m，煤层厚度为0.86~2.29m，平均厚1.72m，是区内主采煤层，煤层结构简单~复杂。

一般夹矸1~2层，有时多达7层，夹矸岩性为炭质泥岩、泥岩、粘土岩等，厚度为0.01~1.46m，一般为0.2m，倾角为160。

煤层顶板为灰色细砂岩、粉砂岩。

常见钙质和泥质包裹体，微晶、细晶质结构，定向构造，显微平行层状构造；底板普遍为浅灰色水云母粘土岩，鳞片状结构，定向构造，含少量炭化植物化石碎块和鲕状铁矿，该层遇水膨胀软化，可塑性很强，有强滑感。

1.4.2煤质情况

（1）2#煤层

2#煤层为深灰~灰黑色半暗型煤，局部为半亮型煤，上部常为主暗淡型煤，以暗煤为主夹亮煤及镜条带，金刚光泽，似层状及块状构造，均一结构及细条带结构，内生裂隙较少，普氏硬度平均为3.54，容重为1.70t/m3。

原煤灰分（Ag）含量平均33.53%,水份（Wf）平均1.81%,挥发份（Vr）平均6.81%,全硫（SgQ）平均0.85%，固定碳（CgGD）平均53.43%，发热量（QgDT）平均22.78MJ/kg,属高变质富灰特低硫无烟煤。

（2）8#煤层

8#煤层为灰黑~钢灰色半亮煤，以亮煤为主，夹镜煤和暗煤条带及丝炭透镜体，金刚光泽，区段层状构造，中~宽条带状结构，内生裂隙发育，被方解石充填，普氏硬度平均1.81，容重为1.60t/m3。

原灰分（Ag）含平均29.18%，挥发份（Vr）平均6.70%，全硫（SgQ）平均2.09%，固定碳（CgGD）平均63.33%，发热量（QgDT）平均24.39MJ/kg，属高变质富灰中硫无烟煤。

1.5水文地质条件情况

矿区内水系不发育，主要为冲沟，无大的河流，大气降水主要以地面片流形式汇入沟谷排泄，少量沿裂缝或岩层面渗入地下成为地下水。

（1）地表水

矿区内年降水量大于1200mm，大气降水量较为丰富，是地下水补给的主要来源。

大气降水主要通过地面片流汇入各汇水盆地中的支沟进行排泄，少量通过缝隙、岩层面等渗入地下而成为地下水。

（2）地下水

受区域水文地质背景的限制，矿区地下水类型单一，即以砂岩裂缝水为主，少量砂岩孔隙水及碳酸盐岩溶裂缝水。

泥岩、煤、粘土层组成互层为隔水层。

（3）矿井涌水

矿井水的主要来源是含水岩层和裂隙充水以及地表水通过裂隙、采空区塌陷进入。

（4）老窑积水

本矿区上方均已采完，存在采空区。

综上所述，矿区水文地质条件属简单类型。

XX煤矿通过开采过程中观察，顶板含水性极弱，工作面偶有少量滴水，极少淋水。

根据矿井实测，矿井正常涌水量为20m3/h,雨季最大涌水量为100m3/h。

1.6矿井瓦斯、煤尘、煤的自然发火倾向情况

（1）矿井瓦斯

根据2007年瓦斯等级鉴定结果（宜市经贸能[2004]02号），XX煤矿瓦斯绝对涌出量0.76m3/min，相对涌出量16.82m3/t（CO2绝对涌出量1.29m3/min，相对涌出量27.6m3/t），属高瓦斯、高二氧化碳矿井。

（2）煤尘

根据四川省煤炭产品质量监督检验站（2007）量川（字）（T0134）号检测报告，2#、8#煤层均无煤层爆炸危险性（见2007年11月5日检测报告）。

（3）煤的自燃

根据四川省煤炭产品质量监督检验站（2007）量川（字）（T0134）号检测报告，2#、8#煤层煤炭自燃倾向等级均为III类，属不易自燃。

（见2007年11月5日检测报告）。

（4）煤与瓦斯突出及冲击地压

XX煤矿无煤与瓦斯突出，也无冲击地压

第2章矿井储量、生产能力和服务年限

2．1矿井储量

2.1.1井田范围（见下表）

XX县XX区XX煤矿矿井井田范围一览表

2.1.2地质储量

截止2011年12月底，矿井现采矿范围保有资源量417.8万t。

2.1.3可采储量

矿井可采储量等于矿井地质储量乘矿井回采率。

根据矿井近几年的动用煤炭资源储量和年产量计算得出该矿矿井回采率为85%。

矿井可采储量按下式计算：

ZK=Zd×C=417.8×85%=355.13（万t）

式中：

ZK——可采储量，万t；

Zd——地质储量，万t;

C——矿井回采率，C=85%

2．2矿井生产能力确定及服务年限

2．2．1矿井生产能力确定

矿井生产能力按150kt/a计算

2．2．2矿井服务年限计算

1、矿井工作制度

矿井年工作日330天，每天两班作业，其中两班采煤，一班准备、维修，两班掘进。

2、矿井生产能力

矿井生产能力按150kt/a计算。

3、矿井服务年限

国土资源部国土资发（2002）271号文件规定,在计算矿山服务年限时,对可采储量不再采用储量备用系数进行调整。

矿井服务年限按下式计算

T=Zk/A=355.13/15.0=23.7（a）

式中：

T——矿井服务年限，a；

ZK——可采储量，万t;

A——矿井生产能力，万/a；

第3章矿井开拓

3．1矿井开拓方式

XX煤矿采用平硐开拓，上、下山开采。

矿井现有2个平硐：

+495.0、主平硐和+529.0回风平硐。

主平硐井口坐标X=3108950、Y=35460240、Z=+495.0m；回风平硐井口坐标X=3108840、Y=35460338、Z=+529.0m。

3.1.1主要巷道布置

主平硐于地面+495.0m标高从煤层底板揭穿煤层，回风平硐于地面+529.0m布置平硐，作下山揭露开采煤层顶板。

+464m水平提升下山布置在井田中央，沿2#煤层在+464.65m标高落平，分东、西翼在2#煤层中布置+464m水平运输大巷，同时从+464水平西翼运输大巷280m处沿2#煤层布置1#回风上山沟通+480m水平回风石门形成采区回风系统。

+419m水平东一提升下山布置在+464m水平东翼运输大巷200m处，沿2#煤层在+419.4m标高落平，分东、西两翼在2#煤层中布置+419m水平运输大巷，同时将采区分为2个区段布置工作面开采。

该采区分两翼布置回风系统，西翼回风上山布置在东一提升下山西侧270m处，两翼的回风上山皆布置在2#煤层中，且与总回风巷连接，构成独立通风系统。

3.1.2采煤方法确定及巷道布置

1、设计生产能力的采区数目及工作面生产能力

根据本矿煤层赋存情况及开采技术条件，矿井布置有1个采区，2个采煤工作面，4个掘进工作面，达到矿井设计生产能力150Kt/a。

2、工作面开采顺序

由于在该暗斜井上方的2＃煤层已采完，只布置8＃煤层，采用区段下行走向长壁式，区段内采用工作面后退式开采。

根据本矿煤层赋存情况及开采技术条件，矿井布置1个采区，2个回采工作面；4个掘进工作面达到矿井设计生产能力150Kt/a。

3、巷道布置

全矿布置1个暗斜井，现设计的8＃煤层采区走向长度740m，倾斜宽度为470m。

一条暗斜井，人行下山、回风下山。

设计将暗斜井、人行下山、回风下山均布置在9＃煤层中，倾角与煤层倾角一致，均为14.50，用石门与8＃煤层联络。

共划分为4个区段，每个区段布置2个采煤工作面，每个工作面布置2条巷道，一条轨道运输巷和一条回风巷，两巷道采用11#矿用工字钢架厢，顶板较好地段可以采用树脂药卷锚杆支护。

4、掘进工作面个数、掘进机械设备配备

设计布置4个掘进工作面，掘进工作面配备GMZ—1.2型煤电钻和EZ2型岩石电钻打眼，并配备TXU-75A型探水钻，YBT-51局部通风机和BQY-15/20A型潜水泵，人工装运。

3.1.3采区划分

根据该矿煤层赋存条件及矿井现状，将全矿井划分为两个采区，即一采区和二采区，采区走向长分别为840m和560m，倾斜宽560~470m。

先开采一采区，再开采二采区。

矿区内为单斜构造，井田走向长约1000米，倾斜宽约670米。

以主平硐井口标高为准，设计方案中的一采区自上而下每隔30m高差划分为一个区段，即：

+490m区段、+460m区段、+430m区段、+400m区段。

区段开采顺序为：

2＃煤层为先采一采区的上山部分，8＃煤层为双翼布置，按照从上至下的原则。

3.2采煤工艺设计

1．采面基本参数

工作面走向长500-600m，倾斜长100m，平均煤厚1.20m，煤层倾角9°～14°，煤的容重1.4t/m3。

2、采煤方法

采区前进、区内后退式走向长壁采煤法。

3、采高的确定

综合平均采高确定为1.8m。

4．落煤方式

根据该矿井生产实际情况，为提高效率，该工作面采用GMZ—1.2型煤电钻打眼，放炮落煤。

5．装煤及运煤方式

装煤方式：

手工装煤，用掏扒和铲子将煤铲入启动的运输机装入顺槽矿车中。

运煤方式：

机械运煤，放炮落煤，装煤方式为人工攉煤。

工作面煤炭由SGW-420/22型刮板输送机将工作面的煤运输到顺槽溜煤口的1.3T侧卸式矿车内，再通过顺槽内的2.5T蓄电池电机车牵引至区段甩车场，最后通过斜井串车提升出井。

6．进回风巷的布置方式

沿煤层布置工作面机巷及回风巷，掘进至保安煤柱边界时，利用切眼贯通，形成工作面。

两巷断面为梯形，采用矿工钢支护。

开切眼利用木点柱或金属摩擦支柱支护，顶板破碎地段可直接采用单体液压支柱支护。

7．支护形式的选择

（1）支护材料的确定

根据采高确定支护材料，使用DW18-300/100和DW20-300/100的单体液压支柱和HDJB-1000型的绞接顶梁配套支护工作面顶板（规格、数量见支护材料明细表），悬臂方式为正悬臂。

（2）排距的确定

根据采区设计，该面实行“两采一准”，昼夜一循环，循环进度2.0m，该面使用1.0m的绞接顶梁，所以排距定为1.0m。

（3）柱距的确定

根据工作面支柱的支撑能力必须满足周期来压时防止压垮和推垮的要求柱距为0.8米。

8．回采工艺流程简图

打眼——装药、连线、放炮——攉煤（临时支护）——支护（挂梁、正规支柱）——移溜——充填——架设木垛——回收

9.工作面顶板管理方法

（1）上下安全出口超前30m顺槽加固支护，采用十字项梁绞接支护顶板，柱距0.8m，排距1.0m。

加固方法：

单轨断面采用连锁绞接抬梁单排支护；双轨断面采用连锁绞接抬梁双排支护。

放顶步距1.0m。

风巷顺槽加固支护

（2）初次来压和周期来压的特殊支护措施

①．初次放顶措施

为了加强对放顶工作的领导，矿应成立以总工程师为组长的初次放顶领导小组。

提高工程质量，以优质保证初次放顶工作安全

a.打眼前，先进行敲帮问顶，检查顶板及煤壁情况，若有伞檐片帮危险，架好贴帮柱后再打眼。

b.攉煤工作中，推进0.5m必须设带帽点柱作临时支护，间距1.0m，进度够1.0m时，及时处理好片帮和顶板，立即架设基本支柱，架设时支柱落硬底（底穿木鞋，规格0.5×0.1×0.1m），迎山有劲，柱成直线。

c.工作面每隔15m架设一个木垛，压力大时间距缩小至10m，并在四角线创本固定，提高切顶能力，打齐密柱切顶，隔离采空区，每隔10m增设一架射向老塘的创柱（棚），提高基本支柱的稳定性，机头、机尾的充填带交接顶见底，错缝严密整齐，内部用石方渣充实，斜长不小于4.5m。

d.为防止煤壁处顶板出现采动裂隙和台阶下沉，必须严格控制支柱与煤壁间的控顶宽度，超过0.5米必须架设贴帮柱。

e.第一次回收，全工作面分为上、下两段，每段严格按《操作规程》由下往上逐架回收，回收时要有中队和大队领导现场指挥。

②．初次来压，周期来压的特殊支护措施：

Ⅰ、进行支护质量与顶板动态监控，加强来压预报。

Ⅱ、加强来压预兆的监视工作，每班设专安员一人专门负责监视顶板。

Ⅲ、来压前，柱距缩小到0.6m，并沿放顶线架设好密集支柱，增强切顶能力，并隔离采空区。

Ⅴ、为增大基本支柱的稳定性，来压前每隔10m架设一个木垛，并在两木垛之间沿倾斜方向增设一架三柱的创棚。

Ⅵ、铲煤过程中，必须架设好临时支柱，及时架设基本支柱，要求柱落面更底，迎山有劲，柱成直线，柱距、排距符合本规程要求，有片帮危险时，及时架设贴帮柱。

Ⅶ、加强运输调度工作，保证矿车供应，加快采面推进度，保持煤壁的完整性，使之具有良好的支撑作用。

Ⅷ、回收干净老塘内的支护材料，使直接顶充分垮落，以缓解老顶垮落时支架的冲击。

10、采区煤、矸运输和辅助运输方式及设备选择

回采工作面配备刮板运输机运煤。

在轨道运输巷内铺设22kg/m钢轨，+497m以上煤炭用蓄电瓶机车运输；以下区段的煤炭经轨道运输巷内用人力推车，经暗斜井用GKT1.2×1－30型防爆提升绞车提升。

回采工作面和各掘进工作面所需材料和设备由MC1－6B型材料车和MP1－6A型平板车装载，经机车运输、绞车提升，最后由电机车运至目的地点。

第4章矿井通风与安全

4.1通风方式及通风系统的选择

（1）、通风方式

本矿井采用中央并列式通风方式。

（2）、通风系统

矿井采用中央并列抽出式通风方法。

（3）、主要通风机型号

安设二台同型号的主要通风机，一台工作，一台备用，风机型号为FBCZ-No13型通风机，电机功率55Kw，后期为75kw。

（4）、通风路线

主平硐—主运输石门—暗斜井—运输机巷—回采工作面—回风巷—回风石门—回风下山—总回风大巷—主回风平硐—引风道—地面。

采掘工作面及水泵房均为独立通风。

回采工作面所需新风由矿井全负压供给。

掘进工作面所需新风由局部通风机压入。

采、掘工作面回风经各自的回风系统最终汇入回风平硐排出地面。

4.2回采工作面的通风

1.风量计算

（1）按人员

——工作面同时工作的最多人数

（2）按沼气浓度不超过1%计算，沼气浓度绝对涌出量

取0.2m3/min

m3/min

——通风系数1.2～2.1，取2.1

（3）按矿井沼气等级计算，高沼气矿井吨煤风量不低于1.5m3/T.min

m3/min

故工作面风量

m3/min

2．风速验算

（1）最大风速验算：

m/s

（2）最小风速验算：

m/s

　（3）《煤矿安全规程》规定：

回采工作面风速

必须满足

m/s即0.25<0.99<1.28<4m/s

故

m3/min，符合《煤故安全规程》要求。

4.3矿井风量、负压计算

（1）、风量计算

①、按最大下井人数计算

矿井风量Q=4×N×K

其中：

4—每人需风量4m3/min；

N—最大下井人数，150人；

K—风量备用系数，取1.45；

计算得：

Q=4×150×1.45=870m3/min=14.5m3/s。

②、分别法：

按各需风点实际需风量计算

K矿—矿井内部漏风率，取K矿=1.15；包括内部漏风，各用风地点配风见下表：

矿井配风表

用风地点

工作面个数

一个工作面配风量（m3/min）

总需风量（m3/min）

（m3/min）

采煤工作面

2

200

400

掘进工作面

4

120

480

硐室

3

50

150

矿井维护风

100

合计

1130

（2）、负压计算

阻力计算公式

h摩=aLPQ2/S3=aLPv2/S=RQ2

式中：

h摩--摩擦阻力，Pa；

a--摩擦阻力系数，N·s2/m4;

L-井巷长度，m；

P-井巷净断面周长，m；

Q-通过井巷的风量，m3/s;

S-井巷净断面积，m2;

R-井巷摩擦风阻，N·s2/m8;

其中摩擦阻力系数a的根据各巷道支护方式确定。

根据将下各用风点风量分配及服务范围，按总风量21.66m3/s计算矿井困难时期通风负压为720.438pa。

矿井通风困难时期阻力计算见下表：

矿井通风困难时期阻力见下表

巷道名称

支护方式

巷道长度（m）

净周长

摩擦阻力系数

净断面

摩擦阻力

风量

摩擦阻力

（m）

（N.s2/m8）

（m2）

（N.s2/m4）

（m3/s）

（pa）

主平硐

锚喷

390

8.4

0.008

4.4

0.307

21.66

144.031

主运输石门

锚喷

90

8.4

0.008

4.4

0.307

21.66

33.237

上部车场

锚喷

85

10

0.017

6

0.067

21..5

30.97

主运输下山

锚杆

400

8.4

0.008

4.4

0.315

21.5

145.609

下部车场

锚喷

56

10

0.017

6

0.044

21.5

20.339

497西轨道运输巷

锚杆

500

8

0.008

4

0.5

3.33

5.544

架厢

497西回风巷

锚杆

500

8

0.008

4

0.5

3.5

6.125

架厢

4812采面

单体

100

6.2

0.045

3.2

0.851

3.3

9.267

497东轨道运输巷

锚杆

500

8

0.008

4

0.5

3.33

5.544

架厢

497东回风巷

锚杆

500

8

0.008

4

0.5

3.5

6.125

架厢

4812采面

单体

100

6.2

0.045

3.2

0.851

3.3

9.267

464东轨道运输巷

锚杆

500

8

0.008

4

0.5

3.33

5.544

架厢

464东轨道运输巷

锚杆

500

8

0.008

4

0.5

3.5

6.125

架厢

回风石门

锚喷

75

8.4

0.008

4.4

0.059

3.5

0.723

回风下山

锚杆

100

8.4

0.008

4.4

0.237

21.3

35.842

总回风大巷

锚喷

150

8.4

0.008

4.4

0.394

21.3

53.626

主回风平硐

锚喷

218

8.4

0.008

4.4

0.172

22

83.248

引风道

锚喷

30

8.4

0.008

4.4

0.042

22

21.262

小计

622.428

局部阻力

98.01

合计

720.438

4.4　通风设备

4.4.1计算矿井通风容易、通风困难时期风量：

由于条件限制，矿井无法测定计算自然风压和开采期采区远近对总风量的影响。

4.4.2计算扇风机的风量、风压：

1、扇风机风量：

Q主扇=KQ进

                    =1.20×21.16=25.4m3/s=1523m3/min

 2、最困难时风压：

h主扇=Khmax     

　　　　　　　　　　　 =1.20×22.65×9.8=267pa

4.4.3选择扇风机、电动机：

 矿井扇风机风量不低于1332m3/min，风压不低于267pa。

 现在使用的扇风机型号：

矿用隔爆型轴流式FBCZN013

参数：

额定风量：

1208—2820m3/min 　

额定风压：

200—1200pa 　电机功率：

55KW

能够满足矿井安全生产需要。

根据《煤矿安全规程》规定，应设两台同等能力的主扇，

其中一台工作，另一台备用和检修。

4.4.4反风方式、反风系统及设施：

 　1、