安全工程毕业设计（论文）-任楼煤矿150万t新井设计（含全套CAD图纸）

安徽理工大学毕业设计（论文） 1 1 井田地质特征 1.1 矿区概述 1.1.1 位置与交通 任楼井田位于安徽省宿州市西南约 30km 的 濉溪、蒙城两县交界处，行政区划属濉溪县南 坪镇和蒙城县许疃镇管辖。井田内的矿区公路 东接宿（县）蒙（城）公路，北至淮北市； 矿区铁路支线从井田中部向西约 40km 至阜 （阳）濉（溪）线的青疃车站可到全国各地。 交通较为方便。见图 1-1。 1.1.2 地形与河流 任楼井田地处淮北平原中部， 地势平坦， 自然标高一般为+25+27m，总体地势为西北 高，东南低。井田内有澥河流过，其下通淮河， 最高水位历年均低于地表，井田内百年一遇最 高洪水位为+26.0m。井田外东北侧为浍河，其 最高洪水位达+28.34m(1965 年临涣水文站)，曾 酿成内涝。1968 年 12 月新汴河开挖完成以后， 最高洪水位为+26.98m(1977 年 7 月 31 日)，对 矿区不构成威胁。 图 1-1 任楼煤矿交通位置图 1.1.3 气候与气象 任楼地区属季风暖温带半湿润气候，系我国湿润和干旱区的过渡地带。一般春季 多东北风，夏季多东东南风，冬季多北西北风，平均风速 3m/s,最大风速 18m/s; 年均降雨 820mm,雨期多集中在 69 月份；年均气温 14.3，最高达 41，最低为- 23.2；年平均蒸发量 1774mm，无霜期为 218d。 全套设计，联系全套设计，联系 QQ153893706QQ153893706 1.1.4 地震 安徽理工大学毕业设计（论文） 2 皖革发（79）151 号文指出，本地区地震烈度为 7 度。南京地震大队 1973 年 9 月 对临涣矿区鉴定意见亦为 7 度。 1.2 井田地质特征 1.2.1 井田的勘探程度 自 1956 年临涣矿区普查找煤开始到 2004 年 6 月止，本延深区共施工钻孔 46 个， 累计工程量 34403.11m（见表 1-1）,前后大致可分为五个阶段。 表 1-1 阶段施工钻孔工程量汇总表 勘查阶段工期（年）钻孔（个）工程量（m）备注 预查1956196100地震勘探 普查1964196521231.79电法勘探 详查1973197453733.84 勘探197619792418098.44地震勘探 补充勘探199720041511339.04三维地震勘探 合 计4634403.11 1)、预查阶段 19561961 年开始了临涣矿区普查找煤，提交了“1：20000 涡阳、蒙城、宿县地 区电法报告”（1957 年）；“韩村五沟地震勘探报告”（1961 年）。本区无钻孔控 制。 2)、普查阶段 19641965 年，物探队、第三勘探队对临涣矿区进行了大面积的普查勘探工作，提 交了宿西地区电法勘探报告、童亭地区（即临涣矿区）普查报告，该阶段在 本区共施工钻孔 2 个，工程量 1231.79m。 3)、详查阶段 19731974 年，安徽煤田地质局组织队伍对临涣矿区进行总体详查勘探会战，提交 了临涣矿区总体详查地质报告，此阶段落在本区内 5 个钻孔，工程量 3733.84m。 4)、勘探阶段 19761979 年，物测队，第三勘探队对任楼井田进行精查综合勘探，提交了安徽 省淮北煤田临涣矿区任楼井田精查勘探地质报告。此阶段本区共施工钻孔 24 个，工 程量 18098.44m。 5)、采区补充勘探阶段 1997 年中四采区补勘，落入本区钻孔 1 个，工程量 595.20m。19982002 年， 1、2采区补勘，共施工了钻孔 14 个，工程量 10743.84m。1999 年 3 月由安徽煤田 安徽理工大学毕业设计（论文） 3 物探测量队对1采区进行了三维地震勘探，并于 2000 年 3 月提交了三维地震勘探报 告。2001 年 10 月先后由山东中煤物探测量总公司和安徽煤田物探测量队对2采区进 行了三维地震勘探，分别于 2002 年 3 月提交了各自的三维地震勘探报告。2003 年 6 月 2004 年 6 月由安徽煤田物探测量队对任楼井田中五采区及其深部进行了三维地震勘探， 并于 2004 年 6 月提交了三维地震勘探报告。 1.2.2 井田煤系地层 任楼井田属全隐蔽煤田，地层由老到新依次有奥陶系、石炭系、二叠系、老第三 系、新第三系和第四系（见表 1-2）。详细地质情况见附图：地质综合柱状图。 表 1-2 地 层 简 表 地 层 系 统 界 系统 组 地 层 界 线接触关系 地层厚度 （m） 主要煤层标 志 层 全 新 统 整合 第 四 系 更 新 统 假整合 88104 97 上 新 统 假整合 3967 51 新 第 三 系 中 新 统 不整合 95215 147 似直隶平卷螺化石 新 生 界 老 第 三 系 不整合 最大揭露层 厚度 459.2m 石 千 峰 组 平顶山砂岩整合670 上 统 上 石 盒 子 组 K3砂岩整合 90150 128 31、32 煤层 紫红色泥岩、粉砂岩 及长石、石英砂岩 组成 古 生 界 二 叠 系 下 统 下 石 盒 子 组 82煤下浅灰灰绿色 含砾砂岩 整合 215280 236 51、52、 72、73、 82煤层 骆驼钵子砂岩 安徽理工大学毕业设计（论文） 4 山 西 组 太原组一灰顶板整合 110150 130 10、11 煤层 10 煤与 11 煤间的 “叶片状砂岩”及 11 煤下的海相泥岩 上 统 太 原 组 十二灰下砂岩、 粉砂岩 整合 128.87130.46 127石 炭 系 中 统 本 溪 组 浅灰色夹紫斑鲕状 铝质泥岩 假整合 1.102.94 2.09 奥 陶 系 中 下 统 阁庄 马家 沟组 不详 1.2.3 井田地质构造 任楼井田位于童亭背斜东南翼地层走向转弯部位，北以界沟断层与孙疃井田相邻， 南至 F8断层与许疃井田毗邻。以岩层走向最大转弯处的横切断层组 F3为界，将整个井 田分成北翼和西翼两部分。北翼为走向近南北、向东倾斜的单斜构造，倾角较平缓，一 般在 1317；西翼煤岩层产状变化较大，走向由北东逐渐转变为东西向至北西西向， 倾角变化在 1030之间。 另本井田内发育有王大庄背斜、童庄向斜及东南角 48 勘探线深部的鞍状构造。 1)、褶皱构造 任楼井田的褶皱构造主要有井田西南部的童庄向斜，48 线深部鞍状构造及井田外 围的王大庄背斜，在 50 线54 线间煤系地层沿走向及倾向具波状起伏的特征。 1. 童庄向斜 轴向北西西北西，1 线60 线剖面控制，向斜内保留少量 5、7、8、10 及 11 煤 层，58 线以西仅保留 10、11 煤层。向斜沿轴向向西北有翘起的趋势。向斜两翼地层倾 角 815，较平缓，北翼相对更缓。向斜北翼及南翼分别被北北西及北西西向张扭性 断层所切。向斜北翼还发育一组北西北西西张扭性断层及逆冲断层。 2. 48 线深部鞍状构造 为 47 线及 48 线深部少数钻孔控制，物探资料证实，实际上是童亭背斜与王大庄 背斜的过渡地带，南北两端地层向上翘起，东西两侧向下缓缓倾斜，地层平缓，倾角 815。 3. 王大庄背斜 该背斜隆起幅度不大。轴部 4812 孔 51 煤层标高在-600m 左右。北侧 4810 孔 31煤 层标高在-460m 左右。由于老第三纪在该处相对上升，遭到剥蚀，上部煤系保留很少。 轴向北北西沿 48 线剖面地层倾角小于 10。背斜东北侧有一近东西向压扭性断层，背 斜西北侧有一南倾的张扭性断层，二者断距均为 025m。前者为 4810 孔穿过，后者为 安徽理工大学毕业设计（论文） 5 物探控制。 2）、井田主要断层特征 根据钻探及井下揭露资料，截至到 2004 年 10 月任楼井田共发现落差大于 5m 的断 层 35 条，其中断距大于 100m 的断层 4 条，大于 30m 小于或等于 100m 断层 7 条，小于 及等于 30m 断层 24 条（见表 1-3）。在发现的大中型断层中逆断层为 8 条，占 22%， 且主要分布于井田南部的童庄向斜附近。综观全区大中型断层发育具有分区性，根据 研究主要分以下 6 个构造区，第 1 构造区：位于井田 F5断层以南地区；第 2 构造区： 位于井田 F3F5断层之间地区；第 3 构造区：位于井田 F3断层以北，FX7及 FD48以南地 区；第 4 构造区：位于井田 FX6断层以北，F16断层以西之间地区；第 5 构造区：位于 井田 F16断层以东，F2断层以南，FD48断层以北地区；第 6 构造区：位于井田 F2断层以 北地区；具体特征为：断层走向具有明显的方向性 按走向基本上可分为三个组合，即： (1) 北东向断层组合。包括：界沟、F13、F1、F2、F2-1、F14、F11、F21、FD50、F23 、Fx1 、FD52 、FD48、FD47等 14 条断层，主要分布于井田 4849 线以北地区。 (2) 北西向断层组合。包括：F19、FX2、F16、F15 、F16、 F4、F7 、F7- 1、F22、F18、F17 等 12 条断层，除 F16和 F16外主要分布于 4849 线以南地区。 (3) 西向近乎东西向断层组合。包括： FX8、 FX8-1、Fx6、 FX7、 F8、F3、FX4、F5- 1、F5等 9 条，主要分布于 4849 线以南地区。 安徽理工大学毕业设计（论文） 6 表 1-3 任楼矿井落差大于 5 米断层统计一览表 落 差（m） 5H3030H100mH100m 合 计 NNE Fx1、 FD52、FD48、FD47 F115 NE F13 、F1、H23F2-1、 F14 F26 NEE 界沟 1 NNW F19、FX2、F16、F1 5、 F16、 F46 NW F7、F7-1 F33 近 EW F22、 FX4、 Fx6、FX7、FX8、FX 8-1 6 正 断 层 小 计 186327 NNE F21、 FD50 2 近 SN FX31 NWW F5-1 、F18、F17 F8F55 逆 断 层 小 计 6118 合 计 247435 任楼矿区无岩浆侵入活动和岩溶塌陷现象。 1.2.4 井田水文地质特征 1.本井田基岩被厚度为 190.00321.92m、一般为 220280m 的北薄南厚、略向南 倾斜的新生界松散层所覆盖。按照沉积物的组合特征，可将新生界松散层自上而下依 次分为一含、一隔、二含、二隔、三含、三隔和四含计 4 个含水层（组）和 3 个隔水 层（组）。其中第三隔水层（组）的粘土可塑性好，膨胀性强，厚度大，介于 51.90148.30m 之间，一般为 98m 左右，分布稳定，隔水性能良好，为区域及本井田 的重要隔水层（组），可阻隔其上的一、二、三含与其下四含的水力联系。第四含水 层由含泥砂砾、中细砂及砂土组成，含水性弱，透水性差，厚度为 048.48m 之间， 一般为 515m,其地下水依靠区域层间径流及通过含水层本身与基岩发生水力联系，与 上覆一、二、三含无直接的水力联系，但可通过基岩裂隙补给矿坑，为浅部开采的主 要补给水源。 2.二叠系煤系砂岩裂隙受地质构造控制发育不均，富水性弱，地下水主要以静储 安徽理工大学毕业设计（论文） 7 量赋存在砂岩裂隙之中,为煤层开采的主要充水水源。 3.石炭系太灰岩溶裂隙含水层的上部 14 层灰岩溶洞发育，富水性中等。因上距 82煤层一般为 150m 左右，正常情况下与开采无关。但是，当受断层切割或采掘遇岩溶 陷落柱时，太灰水则可能沿断层带或陷落柱涌入矿坑，严重威胁矿井的安全。 4.奥陶系地层由浅灰、灰棕色厚层状石灰岩组成。石灰岩岩溶溶洞多发育在基岩 古风化剥蚀面以下 100m 之内。该含水层水量丰富，一般不会突入矿坑，若遇岩溶陷落 柱或导水断层时，可能直接向矿坑突水，造成重大突水灾害。 5.本井田内位于二叠系煤系地层中的大中型断层因两盘的泥岩、砂质泥岩受压而 使断层带充填较密实，区内钻孔所穿过断层带的钻孔仅 1 个孔漏水外，其余均无漏水 且泥浆消耗量与煤系正常岩层无明显差异。而井下揭露断层也仅少数有淋水现象，其 余均未出水。由此表明：本井田断层带富水性较弱，导水性较差。但是，若受采动影 响而致断层活化，很可能成为矿井突水的主要途径。 6.采空区老塘水：随着开采的深入，老塘水将成为矿井水害不可忽视的一个重要 因素。老塘水虽以静储量为主，补给不充分，但其突水迅猛，常造成较大的经济损失， 甚至人员伤亡。 1.2.5 井田涌水量 根据任楼煤矿建井地质报告提供，本矿井开采初期正常涌水量为 339t/h，开 采末期矿坑正常总涌水量为 526t/h。煤层浅部露头带突然涌水量为 224t/h 左右，在开 采 8 煤时，可能会发生底鼓引起突水，最大突水量为 696977t/h，掘进中可能遇岩溶 陷落柱而产生重大突水灾害，水量可达 34570t/h。且突水无一定规律，在未来生产过 程中应加强防范，避免突水灾害的发生。另老塘水在设计与采掘中是一个不可忽视的 重要因素。 1.3 煤层特征 1.3.1 煤系及煤层 任楼井田煤层倾角一般为 1220。局部为 25左右，主要煤类为气煤、可作 炼焦配煤。任楼井田煤系地层为石炭系和二叠系，共含 17 个煤层（组）。石炭系含 7 个煤层（组），煤层平均总厚 3.36m，各煤层一般不可采，煤质差，顶板多为石灰岩。 井田内的二叠系揭露完整，地层总厚度 8821170m，一般 1000m 左右，含 10 个煤层 （组），1128 层煤，平均总厚 14.88m。其中主要可采煤层 31、51、72和 82，平均总 厚 7.52m；可采煤层为 52和 73，平均总厚为 3.00m；局部可采煤层为 10 和 11，平均总 厚 1.35m。可采煤层平均总厚 11.87m。不可采煤层平均总厚 3.01m（可采煤层主要特征 见表 1-4） 安徽理工大学毕业设计（论文） 8 表 1-4 可采煤层主要特征表 1.3.2 可采煤层围岩力学特征 任楼井田可采煤层直接顶、底板大多以泥岩为主，粉砂岩次之，局部为中细砂岩。 老顶及老底一般以中细砂岩为主。 各煤层顶、底板不同岩性岩石力学强度测试结果表 明：泥岩、粉砂岩的抗压强度低，自然状态下单向抗压强度平均值为 38.8358.67Mpa，抗拉强度为 1.03.05 Mpa；砂岩的抗压强度较高，自然状态下单 向抗压强度平均值为 87.83147.60Mpa，抗拉强度为 2.29.03 Mpa。而井巷揭露资 料则反映了以下特点：51、52、72、和 73煤层直接顶多为泥岩，完整性较差；82煤层直 煤层 厚度（m） 最小最大 平均 间距 （m） 直接顶板岩 性 底板岩性结构 稳定 性 可采 性 31 0.203.21 1.42 以泥岩为主， 局部砂岩 砂岩复杂 较稳 定 大部 可采 180 51 03.69 1.30 以泥岩为主， 极少量粉砂 岩 以泥岩为 主，少量 砂岩 简单 较稳 定 大部 可采 F2 北 00.91 0.50 简单 不稳 定 基本 不可 采 52 F2 南 03.80 1.00 以泥岩为主， 砂岩少量 砂岩 较复 杂 较稳 定 大部 可采 60 72 0.368.32 2.81 多为泥岩及 粉砂岩，少 量细砂岩 砂岩、粉 砂岩 较复 杂 较稳 定 大部 可采 73 0.475.53 2.12 以泥岩及粉 砂岩为主 砂岩、粉 砂岩 较复 杂 较稳 定 大部 可采 1025 82 04.85 1.99 南、北两段 以砂岩为主， 中段以粉砂 岩和泥岩居 多 砂岩、粉 砂岩 复杂 较稳 定 大部 可采 93 10 03.15 0.77 以砂岩为主， 粉砂岩次之 砂岩、粉 砂岩 简单 不稳 定 局部 可采 11 02.44 0.58 35 多为泥岩及 粉砂岩 砂岩、粉 砂岩 简单 不稳 定 局部 可采 安徽理工大学毕业设计（论文） 9 接顶多为粉砂岩和细砂岩，完整性较好。根据近年来回采证实，工作面初次来压步距 为 30m 左右，周期来压步距 1015m。 主（可）采煤层为 51、52、72、73、82煤层，其顶底板岩性分述如下： 1）51煤层： (1)老顶：主要由灰白色浅灰色中、细砂岩组成，成分以石英、长石为主，少含 暗色矿物，钙泥质胶结，较致密。 (2)直接顶：深灰-灰色泥岩及细砂岩，含有植物化石碎屑，厚度为 0.404.25m， 平均 3.54m。 (3)直接底：深灰色泥岩，厚 0.913.20m，平均 2.0m。 2）52煤层： (1)顶板：深灰-灰色泥岩及细砂岩厚度为 0.815.30m，平均 3.30m，含少量植 物化石碎片。 (2)直接底：深灰色泥岩，厚度为 0.703.15m，平均 1.78m，含植物化石碎屑， 其下为 53煤线。 3）72煤层： (1)老顶：灰白-灰色中、细砂岩、厚度为 4.2610.43m ,平均厚 6.10m。成分 以石英、长石为主，含少量暗色矿物，硅质胶结、致密、坚硬。 (2)直接顶：浅在-灰色泥岩及粉细砂岩，厚度为 0.962.85m，平均 1.91m。 (3)直接底：灰色泥岩及粉砂岩，厚度在 1.446.70m 之间，平均厚 3.17m，夹 有一层不稳定煤线。 4）73煤层： (1)顶板：灰色-深灰色泥岩，局部为灰色粉砂岩，块状、致密、厚 1.304.23m， 平均 2.80m。夹一层不稳定煤线。 (2)直接底：灰色泥岩或粉砂岩，块状，厚 0.763.82m，平均厚 2.56m。其间 夹 13 层不稳定煤线。 5）82煤层： (1)老顶：灰-浅灰色中、细砂岩、厚度为 2.149.30m，平均厚 4.72m，主要成分 以石英、长石为主。 (2)直接顶：由灰-浅灰色粉砂岩、泥岩及中、细砂岩组成，厚度为 0.943.47m， 平均 2.46m，含植物化石碎片。 (3)直接底：灰-浅灰色泥岩、块状、致密、性脆，厚度为 2.3610.28m，平均厚 5.10m，其间夹一层 83煤线，厚 00.75m，距 82煤层下 12.16m，为特 4（含）铝 质泥岩。 1.3.3 主（可）采煤层特征 安徽理工大学毕业设计（论文） 10 1.51煤层 本区主采煤层之一，下距 52 煤 0.8110.1m，平均 5.13m，煤层厚度 02.09m， 平均 1.40m，煤层厚度变异系数为 40.2%。煤层可采性指数为 81.1%，属较稳定煤层。 煤层结构简单，含 01 层不稳定夹矸。 2. 52煤层 本区可采煤层之一，下距 72煤 40.2158.63m，平均 48.22m，煤层厚度 01.76m，平均 1.05m，煤厚变异系数为 38.3%，煤层可采性指数为 81.6%，属较稳定 煤层。煤层结构简单。 3. 72煤层 本区主采煤层之一，距 73煤层 011.36m。煤厚 0.724.22m，平均 2.20m，煤厚 变异系数为 25.6%，煤层可采性指数为 0.98，属较稳定煤层。煤层结构较简单，夹 03 层不稳定夹矸。 4. 73煤层 本区可采煤层之一，距 82煤 1125.92m，平均 13.48m，4348 勘探线之间与 72 煤合并；3738 勘探线以北尖灭。煤厚为 04.71m，平均 2.37m，煤厚变异系数为 30.3%，煤层可采性指数为 0.90，属较稳定煤层。煤层结构较简单，含 02 层不稳定 夹矸。 5. 82煤层 本区主采煤层之一，全区可采，下距标志一层铝质泥岩 5.6120.39m，平均 12.16m。煤厚为 0.824.15m，平均 2.35m。煤层厚度变异系数为 22.9%。煤层可采性 指数为 1，属稳定煤层。煤层结构较简单，一般含 1 层较稳定泥岩或炭质泥岩夹矸。 综上所述，根据矿井地质工作手册的规定，本区煤层复杂程度应定为类。 煤层情况统计见表 1-5 安徽理工大学毕业设计（论文） 11 表 1-5 各主（可）采煤层情况统计表 煤层结构 见夹矸层数 煤 层 号 穿 过 点 见 煤 点 可 采 点 不可 采 尖灭 点 煤厚（m） 平均值 两极值 123 见煤点 （%） 复杂 程度 变异 系数 （%） 可采 性指 数 可采面 积占估 算面积 （%） 稳定 程度 514641383/2 41. 1 09 . 2 0 410.8% 简单 40.2%0.8291.4% 较稳定 524638326/2 05 . 1 76 . 1 0 513.2% 简单 38.3%0.8279.2% 较稳定 724545441/0 22 . 2 22. 472 . 0 91226.7%较简单25.6%0.98100% 较稳定 734526251/1 37 . 2 71. 40 9130.1%较简单32.7%0.99100% 较稳定 824545450/0 35. 2 15. 482. 0 14339.5%较简单22.9%1100% 稳定 1.3.4 瓦斯 本井田瓦斯风化带的底界为自地表向下垂深 500m 处。尽管实测瓦斯含量总体偏低， 但仍然存在局部区段的瓦斯富集现象。尤其是随着矿井的水平延伸，瓦斯含量在一定 深度范围内必有增高的趋势。任楼煤矿井下巷道和工作面基本上分布在 F2F3断层之 间的520m 水平以浅的地区，根据历年瓦斯等级鉴定结果确定本区为高瓦斯区域(见表 1-6、表 1-7) 。 表 1-6 任楼煤矿历年瓦斯鉴定表 绝对瓦斯涌出量（m3/min）相对瓦斯涌出量(m3/t) 时间 CH4CO2CH4CO2 瓦斯等级 200128.08709.23676.63712.1827 高 200225.04436.02035.54151.3321 高 200318.82635.3974.80251.3767 高 表 1-7 任楼煤矿历年瓦斯涌出情况一览表 绝对瓦斯涌出量 （m3/min） 相对瓦斯涌出量(m3/t)瓦斯等级 时间采区 CH4CO2CH4CO2 中一 14.05823.81404.6791.269 低 中二 6.80202.834214.6526.105 高 2001 中四 7.61371.943910.1172.583 高 中一 8.85482.95403.34231.1150 低 中二 0.79571.38131.83623.1927 高 2002 中四 13.24151.499311.29841.0430 高 中一 3.80921.33213.76471.3156 低 2003 19.8342.13893.55450.7731 低 安徽理工大学毕业设计（论文） 12 1.3.5 煤尘 资源地质勘探中对 39 个煤粉样进行了煤尘爆炸性试验，采用煤粉燃烧火焰长短来 判断各煤层爆炸危险性大小与强弱指数。据测试结果各煤层火焰长度最大值均大于 300mm(试验结果见表 1-8),均有爆炸危险性。各煤层均是具有煤尘爆炸危险性其中 72、73、82煤尘爆炸性可能相对较低。 表 1-8 煤层爆炸危险性测试结果 煤尘爆炸性试验 煤层名长度极值点数 煤 层 测 试 点 数 火焰长度 m/m 500 (m/m) 抑制爆炸 岩粉量 （%） 原煤挥发成份 （%） 有无爆 炸危险 性 5145030031406534.1436.65 有 525 微火450 41506035.08 有 7210 微火700 451557533.9735.39 有 735 微火600 23407035.68 有 8215 微火500 771457033.3535.06 有 由上表可知，任楼井田各可采煤层均具有煤尘爆炸危险性，其中 31、72、73、82 和 10 煤层的煤尘爆炸性可能相对较强。 1.3.6 煤层的自燃倾向性 在资源地质勘探中对井田的主要可采煤层的自燃发火倾向性进行测试工作，以测 定还原样燃点与氧化样燃点之差t 值的方法来初步判断各煤层的自燃发火倾向性，具 体见表 1-9。 测试结果表明，各煤层一般不自燃发火，但具自燃倾向性煤层为 51、73煤；易自 燃极易自燃倾向性煤层为 52、72、82煤。同时在一水平的回采过程中 7215 采空区曾 出现煤层自燃现象。 表 1-9 煤的自燃发火倾向性 自燃倾向线级（t） 不自燃 （180 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.301.40 按工作面人员数量计算 Q采=4Nw m3/min 式中: 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； Nw采煤工作面同时工作的最多人数，120 个。 Q采=4120480 m3/min 按风速进行验算 按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量 Q采600.25Sw 式中： Sw采煤工作面断面积，m2。 Q采600.2511.9178.5 m3/min 1228.5178.5 按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量 Q采604Sw Q采60411.92856 m3/min 1228.52856 综采工作面所需风量为 1228.5 m3/min。 安徽理工大学毕业设计（论文） 72 2.掘进工作面所需风量计算 煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算后取其最大值。 按瓦斯涌出量计算： Q掘100Q ghKgh m3/min 式中： Q掘掘进工作面需要风量，m3/min。 Q gh掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min。 Kgh掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般可取 1.52.0。 Q岩掘1001.21.5180 m3/min Q煤掘1002.41.5360 m3/min 按使用的炸药量计算： Q掘25Ah m3/min 式中： 25每使用 1kg 炸药量的供风量，m3/min。 Ah掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，Kg。 Q岩掘2512300 m3/min Q煤掘258200 m3/min 按局部通风机吸风量计算： Q掘QhfKhf m3/min 式中： Qhf掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量之和。各种通风机的额定风量 可从表 6-4 中选取。 Khf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取 1.21.3。进风巷道中 无瓦斯涌出时取 1.2，有瓦斯涌出时取 1.3。 表 6-4 各种局部通风机的额定风量 风机型号额定风量 m3/min JBT-51(5.5Kw) JBT-52(11Kw) JBT-61(14Kw) JBT-62(28Kw) 150 200 250 300 由表选取可得： Q掘3001.2=360 m3/min 按工作人员数量计算： 安徽理工大学毕业设计（论文） 73 Q掘4Nh m3/min 式中： Nh掘进工作面同时工作的最多人数，个。 Q掘42080 m3/min 按风速进行验算： 按最小风速验算各个掘进工作面的最小风量 Q掘600.15Sh 式中： Sh掘进工作面巷道的净断面积，m2。 Q掘600.1514 126 m3/min 各个煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的最小风量 Q掘600.25Sh Q掘600.2514 210 m3/min 按最高风速验算各个掘进工作面的最大风量 Q掘604Sh Q掘60414 3360 m3/min 掘进工作面所需风量为 360 m3/min 3.硐室所需风量计算 各硐室所需风量按煤矿安全规程规定及本矿实际情况进行配风： 1）井下爆破材料库供风量：200 m3/min； 2）采区变电所供风量：60 m3/min； 3）采区绞车房供风量：80 m3/min。 4.其它风量 其它风量按 0 计算。 Q 其他0 5.矿井总需风量 通过以上计算可得出： （1）通风容易时期的总需风量 通风容易时期全矿井共有 2 个综采工作面，2 个综采备用面，4 个掘进工作面，1 个井下爆破材料库，1 个水平中央变电所，2 个采区变电所，2 个采区绞车房，因此， 矿井总风量 Q =（Q 采+Q 掘 +Q 硐 +Q 其他）Km 1228.5(21/22)360420080(2+1)6021.2 = 6822.6 m3/min （2）通风困难时期的总需风量 安徽理工大学毕业设计（论文） 74 通风困难时期全矿井共有 2 个综采工作面，2 个综采备用面和 8 个掘进工作面，2 个井下爆破材料库，2 个水平中央变电所，4 个采区变电所，4 个采区绞车房，因此， 矿井总风量 Q =（Q 采+Q 掘 +Q 硐 +Q 其他）Km 1228.5(21/22)3608200280(4+2)6041.2 = 9222.6 m3/min 6.2.2 风量分配 1) 风量分配原则 1硐室风量和开拓掘进用风，按计算需风量或给定值不作重新分配； 2各采区风量按计算需风量的比例进行分配。其中备用工作面的风量按其在生产 时所需风量的 50配风，不作重新分配。 3、独立通风的硐室和开拓掘进用风，按硐室及掘进需风量分配； 4、各采区按产量及瓦斯涌出量分配，采区内部则扣除硐室及掘进工作面所需风量 以后，按各采煤工作面的产量，采高，瓦斯涌出量分配风量，其中备用工作面的风量 按它在生产时所需风量的一半配风； 5、分配到各用风地点（包括回采面，掘进面，硐室等）的风量，应不低于计算风 量； 6、为维护巷道、防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全等，所有巷道都应分配 一定风量； 7、风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足煤矿安 全规程的各项要求。 8.风量分配及风速验算表风量分配及风速验算。 2) 全矿风量分配结果 1、各独立硐室风量分配： 1）下爆破材料库供风量：200 m3/min； 2）区变电所供风量：60m3/min； 3）区绞车房供风量：80m3/min。 2、掘进工作面风量分配： 掘进工作面风量为 360m3/min。 3、采煤工作面风量分配： 1）通风容易时期采煤工作面的风量分配 Q 易剩Q 易进Q 掘1.2Q 硐 6822.636041.22008036024534.6m3/min 通风容易时期全矿井共有两个综采工作面，两个综采备用面。因此，综采工作面 配风 4534.6/31511.5m3/min。 安徽理工大学毕业设计（论文） 75 2）通风困难时期采煤工作面的风量分配 Q 困剩Q 困进Q 掘1.2Q 硐 9222.636081.220028066044646.6m3/min 通风困难时期全矿井共有两个综采工作面，两个综采备用面。因此综采配风 4646.6/31548.9 m3/min。 因此，综采工作面配风 1548.9m3/min。 6.2.3 中一采区通风风量 1、通风设计依据： 中一采区按同时回采的工作面个数为两个，即两个综采工作面，5 个掘进头（采掘 比为 1：2.5）配风，中一轨道上山进风，中一运输上山辅助进风，中一回风上山担负 采区回风任务。 2、风量计算： 1）综采工作面风量： 1600m3/min。. 2）掘进工作面风量：420*5=2100m3/min 3）独立硐室通风风量：绞车房、变电所、泵房等硐室及运输上山配风量总计 340m3/min 4）中一采区总风量： Q采区=（1600*2+2100+340）*1.15=6486m3/min 风量备用系数取 1.15 3、巷道断面及风速校核： 在进行风速校核之前，首先根据安装、行人、运输等因素，确定中一采区三条上 山的断面。根据任楼煤矿实际现状，中一轨道上山、回风上山断面均为 B*H=5.0m*4.1m，S净=17.82m2；中一运输上山断面为 B*H=4.2m*3.6m， S净=13.2m2。 现就拟定的三条上山断面进行风速验算： 煤矿安全规程规定：运输机巷、采区进回风巷最高风速为 6m/s，最低风速为 0.25m/s,其它通风行人巷道最低风速为 0.15m/s。 V轨道=（Q采区- Q绞车房硐室）/（S轨道上山 *60） =（6486-80）/（17.82*60） =5.99m/s V回风= （Q采区-Q运输）/（S回风*60）=（6486-120）/(17.82*60) =5.95m/s V运输=Q运输/(S运输*60) = 120/(13.2*60) =0.152m/s 注：中一运输上山配风量为 120 m3/min 通过以上校核计算，拟定的中一采区三条上山的断面满足通风要求。 安徽理工大学毕业设计（论文） 76 6.3 矿井通风系统阻力 1) 计算方法 按上述已经确定的路线，分别用下列计算公式，计算出各段井巷的摩擦阻力。 fr h 2 mfr r f QRh 3 S LU R r f SCU 式中，某段巷道的摩擦阻力，单位 Pa； r f h 某段巷道的摩擦风阻，单位 Ns2/m8； r f R 摩擦阻力系数，单位 Ns2/m4； 巷道长度，单位 m；L 井巷的周长，单位 m；U 断面形状系数(梯形=4.16，三心拱=3.85，半圆拱=3.90，圆形CCCC =3.54)；C 井巷有效断面，单位/m2S 2) 计算结果 本设计只考虑第一水平开拓开采时的通风容易和困难时期的阻力。容易时期即为 矿井开采一采区、二采区时期，困难时期为三采区、四采区。 （1）容易时期进风井进风量为 113.71m3/s,风井回风量为 113.71 m3/s。容易时期 通风阻力计算结果见表 6-5。 （2）困难时期进风井进风量为 153.71 m3/s, 因此后期在井田北翼新建一个北回 风井。困难时期通风阻力计算结果见表 6-6。 在困难和容易时期的总阻力应分别乘以 1.1 倍: 容易时期总阻力: hme= 1.1h=1.11211.79=1332.9 Pa 困难时期总阻力: hmd=1.1h=1.11604=1804.9 Pa 安徽理工大学毕业设计（论文） 77 安徽理工大学毕业设计（论文） 78 表 6-5 容易时期矿井通风系统阻力计算汇总 始 点 末 点 巷道名 称 类 型 形 状支护 面 积 ( ) 长度 (m) 阻力 系数 (Ns2/ m4) 风阻 (Ns2/ m8) 风量 (m3/s ) 阻力 (Pa) 风 速 (m/s) 副井井 筒 井筒圆形砌碹 40. 72 750 0.0260.001 8 113.7 1 23.27 4 2.792 23主石门 总进 风巷 半圆拱锚喷 15. 7 10500.006 0.025 2 108.7 92.96 5 7.369 34 北翼轨 道大巷 一般 分支 半圆拱锚喷 13. 4 20500.006 0.073 0 60.79 157.0 57 4.537 45 二采区 轨道上 山 一般 分支 半圆拱锚喷 13. 4 3600.0130.027 8 46.39 23.33 7 3.462 56 运输石 门 一般 分支 半圆拱锚喷 13. 4 6000.013 0.046 3 28.99 19.26 0 2.163 67 82 煤 机巷 一般 分支 梯形 工字 钢 11. 7 900 0.103 948 0.115 5 20.4 39.10 4 1.744 78工作面 工作 面 梯形 液压 支架 15. 6 180 0.020 255 0.015 8 18.46.567 1.179 89 82 煤 风巷 一般 分支 梯形 工字 钢 11. 7 900 0.103 948 0.115 5 20.4 234.8 24 1.744 910 一采区 回风上 山 一般 分支 半圆拱 锚喷 13. 4 10000.0170.100 9 45.09 217.0 70 3.365 1011 回风石 门 一般 分支 半圆拱锚喷 13. 4 1000.013 0.007 7 46.39 22.05 3 3.462 1112 回风大 巷 一般 分支 半圆拱锚喷 16. 8 10000.006 0.020 2 53.47 294.6 84 3.183 1213回风井井筒圆形砌碹 23. 7 4000.006 0.003 1 113.7 1 45.52 0 5.093 合计 =1211.79Pa mfr r f QRh 安徽理工大学毕业设计（论文） 79 表 66 矿井通风系统阻力计算汇总表 3.风阻及等积孔 始 点 末 点 巷道名 称 类 型 形 状 支护 面 积 (m2 ) 长 度 (m) 阻力 系数 (Ns2 /m4) 风阻 (Ns2/ m8) 风量 (m3/s ) 阻力 (Pa) 风 速 (m/s) 副井井 筒 井筒圆形砌碹 44. 15 620 0.02 6 0.004 4 153.7 1 153.9 50 4.222 23主石门 总进 风巷 半圆 拱 锚喷 15. 7 375 0.00 6 0.009 0 95.4 90.10 1 6.08 34 东翼轨 道大巷 一般 分支 半圆 拱 锚喷 13. 4 400 0 0.00 6 0.142 4 78.6 881.1 97 5.87 45 五采区 轨道石 门 一般 分支 半圆 拱 锚喷 13. 4 200 0.01 3 0.015 4 51.1 40.28 3 3.813 56 五采区 轨道上 山 一般 分支 半圆 拱 锚喷 13. 4 800 0.01 3 0.061 7 34.7 74.30 1 2.590 67 82 煤 机巷 一般 分支 梯形 工字 钢 11. 7 100 0 0.01 3 0.115 5 23.24 62.38 0 1.986 78工作面 工作 面 梯形 液压 支架 15. 6 180 0.02 6 0.020 3 20.248.2981.297 89 82 煤 风巷 一般 分支 梯形 工字 钢 11. 7 100 0 0.01 7 0.151 0 23.24 81.57 4 1.986 910 采区回 风石门 一般 分支 半圆 拱 锚喷 13. 4 140 0.01 5 0.012 5 51.1 32.53 6 3.813 1011 回风大 巷 一般 分支 半圆 拱 锚喷 13. 4 600 0.00 6 0.021 4 51.1 55.77 6 3.813 1112 回风石 门 总回 风巷 半圆 拱 锚喷 16. 8 338 0.00 6 0.006 8 127.3 110.1 96 7.5 1213回风井井筒圆形砌碹 23. 7 400 0.00 6 0.003 1 153.7 1 50.23 6 5.37 合计 mfr r f QRh =1640 Pa 安徽理工大学毕业设计（论文） 80 1）容易时期风阻及等积孔 Rm=hRm/Q2=1332.9/113.7120.103 N2/m8 A=1.19/ Rm1/21.19/0.0921/23.71m2 2） 困难时期风阻及等积孔 Rm=hRm/Q2=1804.9/153.7120.076 N2/m8 A=1.19/ Rm1/21.19/0.0761/24.32 m2 6.4 扇风机选型 1) 矿井通风设备的要求 1. 矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套做备用。 2. 选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效 率运行。当工况变化较大时，根据矿井分期时间及节能情况，应分期选择电动机。 3. 通风机能力应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮叶 运转角度应比允许范围小 5；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的 90%。 4. 进、出风井井口的高差在 150m 以上，或进、出风井井口标高相同，但井深 400m 以上时，宜计算矿井的自然风压。 2) 主要通风机的选择 1. 计算通风机风量 Qf 由于外部漏风（即井口防爆及主要通风机附近的反风门等处的漏风），风机风量 Qf 应大于矿井风量 Qm Qf=kQm 式中： Qf主要通风机的工作风量，m3/s； Qm矿井需风量，m3/s； K 漏风损失系数，风井不做提升用时取 1.1；箕斗井兼做回风用时取 1.15；回风井兼做升降人员时去 1.2。 则容易时期风机风量：Qf 易 =1.1113.71=125.08 m3/s 困难时期风机风量：Qf 困 =1.1153.71=169.08 m3/s 2. 计算通风机风压 （1）.离心式通风机风压（Htd） Htd=hmhdhvdHN 式中： Htd通风机全压 hm 矿井通风系统的总阻力 hd 通风机附属装置（风硐和扩散器）的阻力,一般取 100300Pa,式中取 安徽理工大学毕业设计（论文） 81 100Pa。 hvd扩散器出口动能损失,一般取 30100Pa,式中取 50Pa. HN 矿井自然风压, 式中取 50 Pa ,应考虑到冬夏季矿井自然风压方向不同 。 容易时期：Htdmin= hmhdhvdHN=1332.91005050=1332.9 困难时期：Htdmax= hmhdhvdHN=1804.91005050=2004.9 （2）.轴流式通风机静压（Hsd） Hsd=hmhdHN 容易时期：Hsdmin= hmhdHN=1332.910050=1382.9 困难时期：Hsdmax= hmhdHN=1804.910050=1954.9 （3）.工作风阻（Rt） 对离心式风机 容易时期 Rtdmin=HtdminQf 易 2=1332.9（125.08）2=0.085 困难时期 Rtdmax=HtdmaxQf 困 2=2004.9（169.08）2=0.063 对轴流式 容易时期 Rsdmin=HsdminQf 易 2 =1382.9（125.08）2=0.088 困难时期 Rsdmax= HsdmaxQf 困 2=1954.9（169.08）2 =0.068 3.根据设计工况点选择风机 通过以上计算结果,查通风设备手册,再根据风机风量风压查风机性能特性 曲线,满足要求的有: BD 型 No26 n=740r/min BD 型 No28 n=580r/min 在风机特性曲线图上从风量 Qf1=125.08 m3/s 和 Qf2=169.08 m3/s 的横坐标做横坐 标的