双鸭山市双阳煤矿矿井通风设计.doc

矿区安全概况井田地质特征矿区概况1.1.1 交通位置双阳煤矿位于双鸭山市的东南部，距双鸭山市75，行政区划隶属于双鸭山市宝山区管辖，地理坐标为东经1314500，北纬463115。东西长8 ，南北宽3.5 ，勘探面积28 2。西部与七星矿相邻距5，北部距新安矿13 ，距红星隆汽车站27，距双鸭山火车站65，经福利屯，佳木斯通往全国各地。交通四通八达，西北方向，有双鸭山矿业集团内部矿区铁路经新安煤矿到红兴隆同国铁福前线接轨。西南方向有矿业集团内部矿区铁路经七星矿、四方台矿到双鸭山站同国铁绥佳线接轨。公路北通集贤到饶河的高等级公路，南通往双阳到双鸭山市区的高等公路，交通较为方便，见交通位置示意图，图1-1。双阳矿交通位置示意图 图1-11.1.2 地形地势本井田处于三江平原的西南部，属高河漫滩，地势低平，地面标高+66+68m，井田东部有双山子，标高+154.7m，西依索利岗山，标高+207.9m，南邻完达山北髡，北面广阔平坦。1.1.3 河流、湖泊、沼泽的分布范围，河流的最高洪水位在井田西北部一公里外有自西向东流的七星河(51)年8月23日观测最大流量为596m3/s，七星河往西北部，东流至挠力河汇合后注入乌苏里江。七星河流域从上游到下游含水层增厚，地面水通过人工沟渠汇流七星河，冬季断流干枯，当地最高洪水位标高为100.20公尺。1.1.4 气象与地震情况本区的气象资料来源于向阳区地质勘探精查报告。该区属于大陆性气候，湿差变化较大，历年最低温度达到零下39，历年最高温度达到零上38。该区雨季为七、八、九三个月份，年平均降雨量为452737mm。最大降雨量为737mm。本区从本年十一月份结冻到次年四月解冻。最大结冻深度为2.0m左右，平均积雪为100mm。该区内的全年最大频率的风向定西北风，最大风速为25m/s。本区地震强度为6级。1.1.5 矿区经济概况、工业、农业等情况本区95%以上的面积为已耕地，以粮食作物为主，经济作物大豆占35%，耕地70%以上属于十八困辖区，除少数自留田地外，全部机械化作业，区内不足30%的耕地原宝清县七星泡镇所辖，以旧新耕作为主，区内现有农业人口近2500人，劳动力近800人，其中男劳动力占57%。1.1.6 水源及电源矿内供水水源在本区西北部，大脑袋山打一对供水井，水量丰富，水位在1.5m左右，该区内用水量为350m3/日，为确保要求在两眼水井中安装两台深水泵，选用125/608型深水泵流量为160m3/时，扬程为108m，完全可以满足矿区工业用水和生活用水。本区的电源由七星矿和新安矿双路入66W高压输电线以三角形和机矿变电矸接线。1.2 地质特征1.2.1 地质构造一、地层：双阳矿井田位于双鸭山煤田的东部，双阳煤矿地层层序由老至新为太古界麻山群、中生界白垩系鸡西群、新生界第四系。由老至新简述如下:太古界麻山群(Pt)：零星出露于含煤盆地边缘，被元古代晚期黑云母片麻状花岗岩和巨粒状花岗岩所贯穿，呈捕虏状态，组成上覆煤系的基盘。该岩组属浅海相陆源碎屑-碳酸岩建造，混合岩化普遍强烈，主要由白云母钠长片岩，矽线石黑云母片麻岩，绿泥石角闪片岩，白云母石英片岩，石墨片岩，白云质含石墨大理岩和白云质大理岩等岩石组成，厚度不详。白垩系鸡西群城子河组(K1ch)：该组不整合于中下太古界麻山群之上，由一套陆相碎屑含煤建造和海陆交互相地层组成，为本区主要含煤地层。沉积厚度540965m。据岩相特征，岩性组合和煤层富集程度，划分为上、中、下三个含煤岩段，分别称上含煤段、中含煤段和下含煤段。下含煤段:该段仅发育于14勘探线以东地区。主要由河床相灰白色长石、石英质粗砂岩，含粒砂岩夹薄层河漫滩相细砂岩、粉砂岩和沼泽相的泥质岩石组成。岩石类型交替频繁，沉积旋 迥不完整，组成岩石颗粒粗，分选极差。煤层全区可采2层,局部可采2层，煤层变化相对变化较大，结构复杂，煤质差。底部为花岗质和古老变质岩系成分的砾质砂岩和含砾砂岩，一般无层理，属古风化壳产物。在中上部具数层富含黄铁矿结核和海相瓣鳃类动物化石的黑色泥岩，局部夹薄层瓣鳃类壳相灰岩。中含煤段:为主要含煤层段，由灰白色中、细砂岩，深灰色粉砂岩和薄层泥质岩、煤层组成。夹数层凝灰岩，含煤35层，全区可采和局部可采煤层共计11层，其它煤层为0.5m以下薄煤。煤厚及间距较稳定，煤层结构较简单，分两个煤层群富集。岩石分选较好，层理发育，次级旋迥较完整，但分旋迥厚度小。宏观全段自上而下，岩性由细变粗。上含煤段:与上覆地层穆棱组呈整合结触。主要由深灰色泥质粉砂岩，灰白色厚层状中砂岩和粉、细砂岩互层夹薄煤组成。含薄煤47层，未见可采煤层。组成岩相河床相则少见，次级旋迥较不完整且分旋迥厚度大。岩石颗粒粗，滚圆分选均好，层凝灰质岩石少见。白垩系鸡西群穆棱组(K1m)：分布于F10断层以南地区与上覆下白垩统桦山群东山群组呈假整合接触，整合于城子河组之上。地层厚500750m。岩石组合以湖相静水环境细碎屑沉积岩为主。由深灰色泥质粉砂岩，灰色细砂岩，厚层中粒砂岩夹薄层泥岩和薄煤组成。底部为2030m长石石英质局部含细粒的中砂岩。中、下部为煤层赋存部位，组成岩石颗粒相对较粗，含不可采薄煤和炭质泥岩9层，个别煤层顶底板和夹石层为凝灰质岩石。上部不含煤，泥质粉砂岩较发育，层状凝灰岩增多。宏观全组：煤层之间和岩石分层厚度较城子河组大，岩石颜色深且细，其岩性组合呈等厚度互层状出现。下白垩系桦山群东山组(K1dh)：该组出露于本区东侧的南部地区，由64-4号孔所实际控制。厚度大于120m。与下覆地层穆棱组呈假整合接触，被第三系玄武岩不整合覆盖。主要由灰绿色、紫红色安山质、流纹质凝灰岩、安山质砾岩，安山集块夹薄层安山熔岩和砂岩、砂砾岩组成。底部砾岩较坚硬，厚度变化大，砾石直径515cm。沉积岩胶结物均含火山灰。未见到完整植物化石，叶部碎片和干、茎也极少见。第四系 (Q)：由冲积、洪积碎屑物组成，多由粘土、亚粘土及砂层，本区由东往西砂层增厚，粘土逐渐减少。粘土为弱含水或不含水具有良好的隔水性能，垂向上看，中部为松散砾砂强含水层，q值为8.14/m，K值为33.36m/。上部有松散层。底部有0-20米的隔水层，局部有天窗。，松散层厚度为13.7-60.0m，平均为40.0m左右。二、构造：（1）褶曲构造：从含煤地层整体覆存状况上看，是一个单斜构造，走向近东西，以8 24 倾角向南或南西倾斜。靠近东部区域走向略有变化，发育成较宽缓的褶曲，即一向斜和一背斜。褶曲的形态是受南东向的侧压力及东部上升力的作用而形成， 40 - 50 倾角向南西倾伏的，南翼陡的单面向斜。枢纽面向南做65 倾斜，北翼地层走向N20 70 W，倾角12 18 往西逐渐转为走向N70 85 W的单斜；南翼走向由NNE渐转向N45 E构成背斜北翼（王福岗背斜），倾角变化大，近向斜枢纽附近，可达40 60 远离枢纽面往南，走向渐由近南北转向N40 60 ，倾角15 30 。与向斜南翼构成了平缓而开阔的向南西做40 倾伏的背斜。（2）断裂构造：双阳煤田大部分区域地质构造较简单。东翼部区域地质构造中等偏复杂，断层较多，多为倾斜和斜交的中、小型断层，呈地垒地椠组合形式出现，煤层顶底板发育不稳定，破坏了煤层的连续性，致使煤层被切割成零星块段。本区发育有断层有17条，断层性质正为断层15条，另外为逆断层2条。双阳煤矿井下经采掘揭露断层，落差一般在0.317m左右，其中12m的断层占85，正断层占95，而且具有受较大断层控制的特征，多发育在较大断层附近或其尖灭部位，如F5断层附近发育4条小断层，小褶皱等地质现象，这些地质现象以NE向为主，造成煤层变薄局部无煤或所谓“顶压” “底鼓”现象，F20正断层附近发育数条小断层，造成工作面的缩短，揭露的小断层有水，断层涌水量不等。（3）岩浆岩：该含煤地层岩浆岩活动很微弱，已施工的所有地质钻孔中均未见到岩浆岩活动，在生产开发证实过程中，各煤层均未见到岩浆岩体的侵入。只是古生代花岗岩及海西期花岗岩广泛侵入于元古界变质岩之中，构成煤系地层的基底。1.2.2 煤层及煤质一、煤层 （1）含煤性本区含煤地层为白垩系下统城子河组。煤系地层总厚度600m，含煤43层，总厚度28.9m，含煤系数0.048，其中有可采煤层煤层15层，它们编号由上而下称0上、1、3上、4、5下、6、8上、8、10上、10、12上、12、12下、14及16号煤等十五层煤，其中可采煤层和局部可采煤层15层，可采煤层总厚18.15m。 二、煤质 （1）煤的物理性质和煤岩特征煤的颜色为黑色，呈沥青弱玻璃光泽，硬度中等，较脆，呈韧性，裂隙发育，多为贝壳状断口和阶梯状断口均一结构一条条带结构。宏观煤岩类型以半亮煤为主，其次为光亮型与半暗型。镜下鉴定为：各煤层凝胶化组分占90以上，中、下含煤段煤层占85左右，丝质及角质组分含量增高。 （2）化学性质、工艺性能、可选及煤类：挥发分：本区挥发分在3849%，绝大多数超过41%，一般为44%，向深部挥发分略有变化。灰分：全区灰分变化较大，大部分煤层灰相对较高，低灰次之。从纵向上看，各煤层灰分变化较大，8号层煤以下各层（10、12、12下、16）均以中高灰为主，10号煤层灰分最高，高达40以上。12、12下、16号煤层局部发育一层夹矸，厚0.050.15m，且发育伪顶，直接顶破碎，回采中对顶板无法管理，致使顶板岩石混入煤中，导致原煤灰分超灰。硫、磷含量：硫含量一般在0.200.32, 平均在0.25%，属低硫。磷含量一般在0.0010.15, 平均在0.007%，属低磷。发热量：由于特殊的煤层顶底板及煤层的夹矸的影响，致使原煤灰分各煤层灰分有所不同。最低为16.23 MJ/Kg，最高为30.90 MJ/Kg，平均25.11 MJ/Kg。 综上所述，本区煤层为低硫、低磷，中-高、较高发热量，中等-难选，可作为动力煤和民用煤。1.2.3 地质勘探程度及存在问题地质构造和煤层对比是可靠的。根据地质精查报告提供的资料，在本井用高级储量所占比例较低。根据地质精查报告提供的资料，在本井田由没有作瓦斯采煤分析，只作类推。第三勘探线的两普查区的水文地质开采条件负杂有待于补充勘探后，统一安排了16层浅部，虽然经矿务局地质队补充勘探但一采区东部仍不够清楚，有待于边掘边探。1.3 矿井安全情况1.3.1 水文地质双阳矿区在地貌上表现为堆积地形，白垩系城子河组煤系地层被松散沉积物所掩盖，七星河流经勘探区西部，为矿床充水主要补给来源之一。一、含水层：（1）第四系孔隙含水层第四系含水层全区分布，厚度一般为3060m，由东往西逐渐增厚，依据成因类型分坡积潜水含水层，山前河流冲积含水层和七星河冲积含水层，其含水特征见表5-1。（2）白垩系含水带：裂隙含水带在水平方向上岩性含水性与渗透性变化较大，根据简易水文、抽水试验、水文物探等综合资料，将全区分为三个水文地质，即：含水丰富岩层、含水中等岩层、含水微弱岩层。裂隙含水带在垂直方向上变化规律是向下含水性与渗透性逐渐减弱，100150m以上为强裂隙含水带，其下为弱裂隙含水带。这二带间无明显隔水层存在，有明显的水力联系，但分界面相对明显。岩层的含水性与渗透性是渐变而不是突变的。地下水流向受地形控制，总的流向由南向北流。孔隙裂隙含水带，含水性与渗透性较微弱，可视为隔水层。二、矿井涌水量：矿井涌水的直接来源主要第四系层和基岩水，能直接受大气降水补给。据统计，矿井最小涌水量为1.283/（1979年），年平均最小涌水量为28.143/h（1979年），最大涌水量为2235.003/（1982年），当年平均最大涌水量为1718.193/(1982)年。现在平均涌水量8083/。井涌水量最大值发生在8月份，为1858.90（m3/h），最小值发生在12月份为922.90（m3/h）。七星河自1957年至1988年这32年间月平均流量为6.75m3/s，1977年月平均流量仅为1.04 m3/s，1975年至1977年连续三年干旱期间七星河月平均流量为2.26m3/s。1.3.2 瓦斯双阳矿绝对瓦斯涌出量5.3619，相对瓦斯涌出量1.2431，为低瓦斯矿井。预测后五年矿井瓦斯梯度：以2007年、2008年相对瓦斯涌出量计算瓦斯梯度：a=（H2-H1）/（q2-q1）=（450-300）/（2.030-1.577）=330米/米/吨其中：H2 -2008年开采标高H1 -2007年开采标高q2-2008年相对瓦斯涌出量q1-2007年相对瓦斯涌出量瓦斯递增率为1/a=1/330米=0.00303米/吨/米预测后五年相对瓦斯涌出量：q=（H-H0）/a+q0=（600-300）/330+1.577=2.4861米/吨其中：q-预计后五年相对瓦斯涌出量H -后五年预计开采标高-600H0 -2008年开采标高-300q0-2008年相对瓦斯涌出量根据近年来矿井瓦斯等级鉴定结果，推测近五年内矿井瓦斯梯度为330米/米/吨。如表1-2所示:年度CH4相对涌出量计划开采水平20092183-50020112.183-50020122.335-55020132.486-600预计瓦斯相对涌出量 表1-21.3.3 煤尘矿井煤尘爆炸是煤矿里及其严重的一种灾害,它不仅能造成人员伤亡，而且会严重摧毁井下设施,中断生产。有时还会引起井下火灾，从而加重了灾害，使生产难以在短时间内恢复。预防煤尘爆炸措施可分为减尘、降尘、消除落尘和防止煤尘引燃等四个方面。 （1）减尘措施煤层注水采空区灌水预湿煤体 （2）降低浮尘和清除落尘降低综采工作面的浮尘消除落尘 （3）防止煤尘引燃和爆炸的措施编制周密的预防和处理煤尘爆炸事故计划实行分区通风通风系统力求简单装有主扇的出风井口，应安装防爆门，防止爆炸冲击波冲毁扇风机，影响救灾与恢复通风。设立避灾峒室，配采自救器1.3.4 煤的自然性双阳煤矿已开采十几年，通过一水平（-150m）的开采可以近似地推断，一水平以下煤层的瓦斯煤尘和煤的自燃发火情况，双阳煤矿经重庆煤炭科学研究所鉴定，本区煤的燃烧火焰长度大于400cm，岩粉加入量都在70%以上，据此，煤尘有爆炸危险。根据煤炭自燃倾向等级鉴定报告表，双阳矿二井各主要煤层着火温度都大于300，T0都大于20，煤层自燃倾向为一类，即煤层很容易自燃发火。1.3.5 井下高温处理措施为提高降温效果，矿井采取普通降温和人工制冷降温的综合降温措施。普通降温措施：矿井通风降温天然冷水降温冰块降温热源散热控制人工制冷降温措施：制冷机空气冷却器移动式空调机 矿井空气冷却系统矿井隔热技术1.3.6 矿井发生透水事故水源分析及井下水灾处理井田充水因素有： （1）矿床主要充水来源在矿井开拓过程中，白垩系下统裂隙含水采煤系各层间含水层是矿床充水的直接水源，但在天窗部位，第四系下部含水层是矿床充水的主要补给来源。 （2）矿床充水因素地形及地表水对矿床充水影响岩石性质对矿床充水影响 （3）封闭质量欠佳的勘探钻孔对矿床充水影响这是一种人为因素造成矿井充水或使矿井涌水量发生变化，在勘探中，由于钻孔封闭质量欠佳而将各含水层水沟通，当开采到该钻孔附近时应加以注意。 （4）地质构造对矿床充水影响井田内大小断层共17条，以正断层为主占88%，一般正断层的上盘裂隙较发育，有利于地下水的富集。钻孔在裂隙含水采部位都是百分之百漏水。处理方法： （1）放水（疏干）疏放老空水：直接放水；先堵后放；先放后堵；用煤柱或构筑物暂先隔离疏放含水层水：地面打钻抽水；用井下疏水巷道疏水；用井下钻孔疏水 （2）截水防水煤柱的留设防水墙防水闸门矿井储量与生产能力2.1 井田境界及储量2.1.1 井田境界井田境界的走向长度为8km，井田境界的倾斜宽度为3.5km，井田境界的井田面积为28km。2. 2 井田储量2.2.1 井田储量的计算矿井储量是指矿井内所埋藏的数量，具有工业价值的煤炭数量。它不仅包含着煤矿在地下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田的勘探程度及开采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。矿井工业储量是指平衡表内A+B+C级储量的总和。矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是指矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率的储量。2.2.2 保安煤柱参照保护煤柱的设计原则如下：在一般情况下，保护煤柱应根据受护面积边界和移动角值进行圈定。地面受护面积包括受护对象及周围的受护带当受护边界与煤层走向斜交时，洋感根据基岩移动角求得垂直与受护边界方向的上山方向移动角和下山方向移动角，然后再确定保护煤柱。立井保护煤柱应按其深度，用途，煤层赋存条件和地形特点留设，立井深度大于或等于400m的以边界角圈定，小于400m的以移动角圈定。为了安全生产，本设计矿井依据煤矿安全规程，留设保安煤柱如下：各煤层在露头处留设50 m保安煤柱；边界断层留设50m 保安煤柱；井田内部断层留设20m保安煤柱；河流两侧各留设20m保安煤柱；地面建筑物留设50m保安煤柱。按以上方法计算得： 工业广场煤柱损失：12.3944M万t断层、地面、边界保安煤柱损失：88.9695M万t；总损失量：101.4089M万t；损失率： 37.18 %。2.2.3 储量的计算方法（1）工业储量计算计算公式如下：块段储量=块段面积平均倾角余割块段平均厚度容重.根据原双阳立井初步设计储量诸图，通过等高线块段法计算本井田工业储量为190.56M万t，（2）可采储量计算计算公式如下ZK=（ZCP）C （2-1）式中 ZK 可采储量；ZC 工业储量；P 永久煤柱损失；C 采区回采率。回采要求：中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于85%。经各煤层可采储量计算，汇总计算出本设计井田可采储量为89.113M万t。2.2.4 储量计算的评价本设计井田的各类储量计算严格执照有关规定执行。由于技术水平所限，储量计算设计所得到的各种储量与实际可能有一定的误差。2.3 矿井生产能力及服务年限2.3.1 矿井工作制度设计年工作日：年设计工作日为280天，四班作业，班工作时数：六个小时，“四六”交叉。2.3.2 矿井设计生产能力的确定（1）矿井设计生产能力的确定原则应根据地质条件，国民发展需要和国内外市场需求，技术装备和管理水平，充分考虑科学技术进步等因素，依据投资少，出煤快，经济效益好的原则合理确定。（2）确定矿井生产能力的重要因素a.储量是指基础储量中经济可采部分；b.地质和开采条件技术装备和管理水平。矿井生产能力的大小主要根据井田储量、煤层赋存状况、地质条件等情况来确定，还应该考虑到当前及今后市场的需煤量。根据该井田的实际情况，初步拟定了三种矿井年生产能力方案，具体如下： 方案A：1.2Mt/a方案B：1.8Mt/a方案C：2.4Mt/a上述三种方案，具体选择哪一种，还应该根据矿井服务年限来确定。2.3.3 矿井服务年限矿井服务年限计算公式如下：T=Z /（Ak） （2-2）式中 Z 矿井设计可采储量，万t；A 矿井生产能力，万t/a；k 矿井储量备用系数，k=1.31.5。根据本矿井实际情况，取k=1.4。依据以上拟定的矿井生产能力，服务年限的确定现提出三种方案，具体如下：方案A：1.2Mt/a T=Z /（Ak）=8911.73/（1201.4）=53.04a；方案B：1.8Mt/a T=Z /（Ak）=8911.73 /（1801.4）=35.36a方案C：2.4Mt/a T=Z /（Ak）=8911.73 /（2401.4） =26.52a；参照煤矿工业设计规范规定，方案A较为合理，即：矿井生产能力为1.2 Mt/a；矿井服务年限为T=53.04 a。第三章 井田开拓及采区通风3.1井田开拓方案3.1.1 井筒形式的确定本井田内表土层不厚，且煤层赋存较浅，因此采用斜井开拓方式。本设计矿井采用中央分区式通风方式，故有6井筒。主井、副井位于井田走向的中央，四个回风风井位于各采区的走向中央。表3-1 进、回风井规格及功能井筒名称规格井筒长度/m井口标高/m倾角用途主井半圆拱1250m10012提升煤，进风用副井半圆拱1250m10012提升人员、材料、设备、出矸，进风用西风井半圆拱1080m10023西翼主要回风井东风井半圆拱1080m10023东翼主要回风井3.1.2 开采水平设计水平及布置运输大巷或总回风巷的水平面，合理的水平垂高在能满足煤的运输，辅助运输，行人条件的需要下，具有合理的区段数目，要有利于采区的正常接替，要保证开采水平有合理的服务年限及足够的储量。本矿井设计开采水平高度为-150水平以及-300水平，为双水平、上山开拓，分为两个阶段，开采方式为倾斜长壁采煤法，每个阶段分4个区段，每个区段有2个工作面。3.1.3 设计水平巷道布置本设计矿井大巷使用年限较长，为便于维护，减少煤炭损失，以及考虑到采动的影响，将大巷布置在煤层底板岩石中，大巷的具体位置见开拓系统平、剖面图，岩石大巷与煤层大巷相比，优越性是比较明显的，岩石大巷能适应地质构造的变化，便于保持一定的方位与坡度，可较长距离的直线布置，便于煤炭运输，提高大巷通过能力，同时岩巷受采动影响小，大巷位于岩石中，减少了保护煤柱，故煤炭损失少，提高了回采率。本设计井田走向长，井田范围大，为适应现代化采煤的应用，及运输的效率，故大巷采用皮采运输，可实现连续运输，运量大，效率高，易于实现自动化，由于地质构造比较简单，煤层倾角平缓，采用条采准备，且该水平的服务年限长，设备利用是比较充分的，且巷道较直，没有较大的巷道弯曲段。开采水平主要大巷有主运大巷一条大巷，主要位于井田倾向中部位置。表3-2 主要大巷规格及功能巷道名称规格位置用途主运大巷断面积14.9m2三星拱、锚喷支护-150m水平，-300m水平运料、矸、设备，行人，通风采区内主要巷道有运输上山、回风上山、轨道上山、采区石门、运输顺槽、回风顺槽等，规格型号如表3-3表 3-3 采区巷道规格巷道名称支护方式断面形式断面积/m2周长/m采区运输上山锚喷、锚索半圆拱8.31124采区回风上山锚喷、锚索半圆拱11.01293采区轨道上山锚喷、锚索半圆拱10.81282采区石门锚喷半圆拱12.613.1运输顺槽锚杆梯形15.116.17回风顺槽锚杆梯形11.013.803.2 采区3.2.1 达到设计能力时的采区数目、位置 本设计采区包括两层煤，第一层煤3.5m厚，第二层煤2.7m厚，本设计只考虑第一层煤。采用集中大巷的布置方式，大巷位于-150水平，第一层煤底板中煤层赋存平缓，煤层倾角12左右，整个煤层呈向斜构造。本井田地质构造简单，无大的断层，将井田沿倾向分为4个采区，采区内均采用倾斜长壁采煤法。选取东一采区作为设计采区。3.2.2 采区概况采区在井田东北部；上部以-50m保护煤柱线为界，下部以-150m左右为界，右方以F1断层为界，左方由于是矿井的主辅井，所以不设界。3.2.3 首采采区储量本采区为首采采区，位于井田西北部，上部以煤层露头为界，下部以断层为界，邻近采区均未开采，对本井田采区开采没有影响。采区巷道之间留20m保护煤柱，停采线保护煤柱留40m。采区设计可采储量等于采区工业储量与采区边界煤柱损失，护巷煤柱损失，条带间隔离煤柱损失之差。一采区可采储量为1380.3104t，服务年限为： （3-1） 式中 Z-采区可采储量，为756.9104t； A-采区年产量，为40104t。3.2.4 采区走向长度区段倾斜长与数目采区走向长度为1200m，倾斜长1400m，考虑安全煤柱的留设和回采工艺以及煤层状况所以本采区划分为8个区段，每个区段长约175m。3.2.5 采区上山及其它准备巷道的布置形式本采区布置有三条倾斜上山，其中一条为运输上山，一条轨道上山，一条回风上山。可以满足采区运输、通风和行人的需要。巷道断面示意图及支护方式如下： 3.2.6 采区内煤层开采顺序 12号煤层开采，8号煤层准备，回采工作面1个。图3-1 主斜井断面示意图图3-2 副斜井断面示意图图3-3 主运大巷断面示意图图3-4 回风顺槽断面示意图图3-5 运输顺槽断面示意图图3-6 采区轨道上山断面示意图图3-7 采区运输上山断面示意图图3-8 回风斜井断面示意图图3-9 采区回风上山断面示意图图3-10 回风石门断面示意图图3-11 采区石门断面示意图3.2.7 采区进风上山和回风上山的选择采区布置回风上山、运输上山、轨道上山三条上山。回风上山和轨道上山在同一水平面上。将运输上山布置在最下部煤层底板中。在回风上山相隔20m的岩层内布置轨道上山。在轨道上山相隔20m的岩层内布置运输上山。采区内在煤层上部岩层中布置回风上山，作为整个采区的主要回风上山，各分带通风行人巷由石门绕道与回风上山相联通。新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，轨道上山的绞车房易于通风，所以采用轨道上山进风，回风上山进行回风；由于采煤工作面进风巷道水平低于回风巷道水平，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，为上行风；工作面进风巷布置为运输顺槽和回风巷布置为回风顺槽。1.采区通风的基本要求每一个采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。煤层群或分层开采的每个上、下山采区或采区，采用联合布置，都必须至少设置一条专门的回风巷。采区进、回风巷必须贯穿整个采区的长度或高度。严禁将一条上、下山或采区的风巷分为两段，其中一段为进风巷，另一段为回风巷。采煤工作面和掘进工作面都应该采用独立通风，有特殊困难必须串联通风时应符合有关规定。采煤工作面和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。2.采区通风系统的特点采区应该有足够的风量，并适当的分配到各个采、掘工作面去。为了实现这一要求，采区通风系统应该具有下列特点：1)无益漏风小；2)通风构筑物数量较少，安设得当，质量好；3)如风污染小；4)工作面串联少；5)并联风道多；6)采区总风阻较小；7)有检查和控制风流参数的装置；8)符合安全规程的要求。3.对于采区通风有下列规定1)每一个生产水平和采区，都须布置单独的回风道，实行分区通风。准备采区时，必须在采区或采区内构成通风系统以后，方可开掘其它巷道。回采工作面必须在构成全风压通风系统以后，方可回采。每个上、下山采区，均至少须配置一条专门的回风道。采区或采区进、回风道之长必须贯穿整个采区或采区的长度或高度。严禁将一条上、下山(或采区的风道)风为两段，一段作进风道，另一段作回风道。2)回采和掘进工作面都应独立通风，有特殊困难必须串联通风时应符合有关规定。3)煤层倾角大于12的回采工作面采用下行通风时，报矿总工程师批准. 因此本采区设置一条运输上山，一条回风上山，一条轨道上山。4.回采工作面通风系统本采区工作面采用U型后退式通风系统，见图312U型后退式通风系统的优点是结构简单，巷道施工维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理等；缺点是上隅角瓦斯易超限，工作面进、回风巷要提前掘进，维护工作量大。图3-12 采区工作面通风系统3.3 掘进工作面的通风系统与通风设施3.3.1 掘进工作面通风系统选定掘进工作面通风采用压入式通风。本采区设计的煤巷、半煤巷以排除瓦斯为主，因此采用压入式通风。其布置如图(313) 。图313 压入式通风布置示意图压入式通风系统的优点：1.压入式通风时，局部通风机及其附属电气设备均布置在新鲜风流中，污风不通过局部通风机，安全性好；2.压入式通风风筒出口风速和有效射程均较大，可防止瓦斯层状积聚，且因风速较大而提高散热效果；3.压入式通风时，掘进巷道涌出的瓦斯向远离工作面方向排走；4.压入式通风可用柔性风筒，其成本低、重量轻，便于运输。局部通风是矿井通风系统的一个重要组成部分，其新风取自矿井主风流，其污风又排入矿井主风流。其设计原则如下：1.矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；2.局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进；3.尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机；4.压入式通风宜用柔性风筒，风筒材质应选择阻燃、抗静电型；5.当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两天或多台风机联合运行。3.3.2 局部通风机和风筒的类型风筒是最常用的导风装置。本采区对风筒的基本要求是：漏风小、风阻小、使用方便，成本低廉，安全(阻燃，抗静电)耐用。根据本采区得实际情况和风筒的特点，本采区采用的是帆布风筒。因为帆布风筒应用广泛，最大的优点时轻、拆装方便，不通风时可占空间小。根据实际情况和规程规定，选择直径为400mm的帆布风筒30个(通风距离300m)。柔性风筒的Pq值可以用下式计算式中n接头数每个接头的漏风率，插接=0.010.02；螺旋反接=0.005局部通风机的选型：根据掘进工作面所需风量Qh和风筒的漏风情况，用下式计算风机的工作风量 东一采区选择抽出式通风，设风筒出口动压损失为hvo，则局部通风机全风压Ht(Pa);根据需要的Qa、Ht值在各类局部通风机特性曲线上，选择2BKJNO5.6/22型局部通风机2台。3.4 回采工作面有关参数3.4.1 工作面长度、采高、进度工作面长度为175m，采高3.5m，一个工作面正在运行，另一个准备开采。本矿井采用综合机械化采煤方法采煤，液压支架如图3-14，采场宽度如图3-15图3-14 液压支架图3-15 采场宽度（a、b分别为最大最小控顶距）第4章 矿井通风设计4.1 概况4.1.1井田概况井田的瓦斯涌出量为3-5m3/t，为低瓦斯矿井，无瓦斯自燃现象；根据重庆煤炭科学研究所鉴定，本井田煤的燃烧火焰长度大于400cm，岩粉加入量都在70%以上，得出煤尘有爆炸的危险；根据煤炭自燃倾向等级鉴定报告表，双阳矿井各主要煤层着火温度都大于300oC，T0都大于20oC，煤层自燃倾向为一类，即煤层很容易自燃发火；无煤与瓦斯突出现象。4.1.2对各水平瓦斯等级变化的预计根据双阳矿2004年瓦斯鉴定情况，双阳煤矿相对瓦斯涌出量为3.5m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.264m3/min，鉴定等级为低瓦斯矿井。各煤层瓦斯的涌出量随着开采深度的不断延深，瓦斯涌出量呈逐渐增大的趋势。4.2 拟定矿井通风系统4.2.1确定矿井主扇的工作方法 通风方法分为抽出式和压入式两种，其优缺点如表4-1：由下表可以看出抽出式通风方法使井下风流处于负压状态，主扇故障时，可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全，故本矿井采用抽出式负压通风。抽出式通风系统的优点：1.压入式通风时，污风沿巷道缓慢排出，排污风速度越慢，受污染时间越久，而抽出式通风时，新鲜风流沿巷道进入工作面，劳动条件好；2.当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。3.抽出式通风时，风筒承受负压作用，必须使用刚性或带刚性骨架的可伸缩风筒，成本高，重量大，运输不便，而压入式通风可用柔性风筒，其成本低、重量轻，便于运输。综合以上结论，尽管抽出式通风花费大，但由于本矿井是以排除粉尘为主的井筒掘进，且矿井巷道空气清新，劳动环境好，给工人以良好的环境工作，会产生更大的效率，因此，本矿井主扇采用抽出式通风。表4-1 抽出压入式通风方法优缺点通风方法优点缺点抽出式1、漏风量小，管理方便2、井下风流处于负压状态，一旦主扇停转，风流压力提高，可使采空区瓦斯涌出量减少3、对矿井瓦斯管理有利主扇规格尺寸及通风电力费用高压入式1、在塌陷区分布广且采空区相沟通的条件下，风流可以把井下有害气体带到地面2、主扇规格尺寸小，通风电力费用低1、井下风流处于正压状态，当主扇停转，可能使采空区瓦斯涌出量增加2、通风管理工作困难，漏风较大4.2.2 选择矿井的通风方式 矿井通风的基本任务是供给矿井新鲜风流，以排除井下的有毒有害气体及矿尘，从而防止各种事故的发生，以保障井下人员的安全，所以矿井通风是矿井生产过程中非常重要的环节。矿井通风系统包括矿井通风方式和通风方法，选择矿井通风系统的因素较多，要选定比较合理的通风系统，要满足下列基本要求：1.每一矿井必须有完整的独立通风系统；2.进风井口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方；3.箕斗提升或装有胶带运输机的井筒不应兼做进风井，如果兼做回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求；4.多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近，当通风机之间的风压相差较大时，应减少共用风路的风压，使其不超过任何一个通风机风压的30%；5.每一个生产水平和每一采区，都必须布置回风巷，实行分区通风；6.井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中；7.井下充电室必须用单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。井田煤层走向长度长（8km），设计产量大，煤层浅部距地面较近，瓦斯相对涌出量3.5m3/dt，无自然发火期，故适合采用两翼对角式通风方式，与中央并列式相比，两翼对角式有如下的优点：1.风流在井下的流动线路是直向式，风流线路短，阻力小；2.内部漏风小，安全出口多，抗灾能力强；3.便于风量调节，矿井风压比较稳定；4.工业广场不受回风污染和通风机噪音的危害。因此，虽然初期投资比中央并列式通风要多，但综合考虑，本矿井设计通风方式采用两翼对角式通风：将进风井布置在井田走向的中央，而回风井则位于井田边界的两翼。4.2.3矿井反风方式反风装置是用来使井下风流反向的一种设施以防止进风系统发生火灾时产生的有害气体进入作业区；有时为了救护工作也需要进行反风。反风方法因风机的类型结构不同而异。目前主要的反风方法有：设专用反风风道反风；利用备用风机做反风道反风；风机反转反风和调节动叶安装角反风。由于本矿井采用的是对旋轴流式风机，故采用风机反转反风，调换电动机电源的任意两项接线，使电动机改变转向，从而改变风机叶轮的旋转方向，使井下风流反向。此种方法基建费用较小，反风方便，但反风量较小。4.3 计算和分配矿井总风量4.3.1风量计算4.3.1.1 风量计算原则无论矿井回矿井需要多少风量，均按照风量计算依据，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出该地区的风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，作为该地区的总风量。即有采、掘工作面、硐室和其他用风地点计算到各个矿井总风量。4.3.1.2 矿井风量计算方法矿井的风量计算按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和进行设计，按照“由里往外”的计算方法进行计算 一.前期风量计算1.采煤工作面需要的风量(1) 回采工作面通风系统的基本要求： 回采工作面和掘进工作面都应独立通风； 风流稳定，在矿井通风系统中，回采工作面分支应尽量避免处在角联结或复杂网络的内联结上；当无法避免时，应有保证风流稳定的措施； 漏风小，应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面的漏风； 回采工作面的调风设施可靠。每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。(2) 按瓦斯涌出量计算因为本采区为低瓦斯采煤工作面，按气象条件或瓦斯涌出量确定需要风量，其计算公式为：式中：-采煤工作面的风量，m3/min；-不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min(见表4-2)；-回采工作面基本配风量表(见表4-3)；-回采工作面调整系数(见表4-4)；-回采工作面温度调整系数(见表4-5)表4-2 不同采煤方式工作面所需的基本风量采煤法综采高档普采中厚煤层长臂法薄煤层机采炮采基本量m3/min4.5m3.24.5m3.2m500450350300650500450表4-3 K采高-回采工作面采高调整系数采高(m)2.02.02.52.02.5及放顶煤系数(K采高)1.01.11.5表4-4 K采面长-回采工作面调整系数回采工作面长度(m)80150 150200200调整系数1.01.01.31.31.5表4-5 K温-回采工作面温度调整系数 回采工作面空气温度采煤工作面风速m/s配风调整系数K温201.01.0020231.01.51.001.1023261.51.81.101.2526281.82.51.251.4028302.53.01.401.60综上可得 （4-1） =5001.51.01.2=900m3/min(3) 按工作面温度选择适宜的风速进行计算长壁工作面实际需要风量计算，由工作面的气温t而确定工作面风速V，按下式计算： （4-2）式中：-采煤工作面风速，m/s； -采煤工作面的平均断面积m2。 V采=1.58 m/s S采=12m2=601.5812=1137.6m3/ min(4) 按采场出勤最多人数计算风量： （4-3）式中： N-工作面同时工作的最多人数。本采区工作面同时工作的最多人数为60人 =460=240m3/min(5) 风速校验根据煤矿安全规程的规定，回采工作面的最低风速为0.25ms，最大风速为4ms的要求进行验算，即回采工作面的风量应满足： （4-4）600.2510.2 m3/ min1137.6m3/ min60410.2m3/ min153m3/ min1137.6m3/ min2448m3/ min经验证符合要求，因此采煤工作面得风量为1137.6 m3/ min(2) 掘进工作面风量 按瓦斯涌出量计算 （4-5）式中：-单个掘进工作面需要风量，m3/min； -掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3/min；-瓦斯涌出不均衡的通风系数，(正常条件下，连续一个月检测，日最大绝对涌出量与跃平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。应按照实际检测而定，一般可取1.5-2.0。= 1000.2641.8=47.52m3/min； 按照工作面最多出勤人数计算 （4-6）式中：N-掘进工作面同时工作的最多人数=420=80m3/min 按局扇的吸风量计算根据上述三项确定出掘进工作面风筒末端风量，再考虑掘进工作面的长度和风筒漏风情况确定掘进工作面的供风量Q掘。按据局部通风机的实际风量Q掘计算： （4-7）式中：-掘进工作面同时通风的局部风机台数，台；-局部通风机实际吸风量，m3/min， 按风速检验取上述四项中最大值然后用下式计算检验：对掘进中煤巷、半煤巷：掘进工作面得面积S=11m224011Q撅15112640m3/min416.8m3/min165 m3/min；经验证符合要求，因此掘进工作面得风量为416.8 m3/ min。（3) 主要硐室风量井下充电室，应按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算风量，但不得小于100，机电硐室需风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风。选取硐室风量，须保证机电硐室温度不超过30C，其它硐室温度不超过26C。矿井的变电