盐井一矿通风设计毕业论文.doc

中国矿业大学盐井一矿通风设计毕业论文目 录前 言5第一章 矿井概况6第一节 交通位置6第二节 井田地质水文情况8第三节 井田可采煤层、煤质及储量18第二章 矿井通风系统的选择25第三章 矿井风量的计算26第四章 矿井通风总阻力的计算37第一节 矿井通风总阻力的计算原则37第二节 矿井通风总阻力的计算37第三节 矿井等积孔的计算40第五章 通风设备的选择41第一节 设计依据41第二节 风机选型方案47第三节 反风方式、反风系统及设施48 第六章 矿井通风费用50第一节 计算主扇运转耗电量50第二节 吨煤通风电费计算51参考文献52后记53前 言本设计为盐井一矿通风设计，设计依据是中国矿业大学学生课程设计任务书、煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范、盐井一矿矿井初设、采区地质说明书、以及现场收集的相关资料等。本设计矿井为重庆天弘矿业公司盐井一矿55.5万吨/年新矿井设计，矿区煤炭储量丰富（1.8亿多吨），是重庆地区规模最大的新建矿井。矿井的采煤方法采用走向长壁采煤法，全部冒落法管理顶板。 采用中央分列抽出式通风，容易时期为：167m3/s，通风困难时期为：178m3/s，进而选出矿井主要通风机型号为FBCDZ618-34，电动机型号为YBF710-10型，且对矿井所需通风构筑物进行布置。关键词：盐井一矿、通风设计、走向长壁采煤法开采、中央分列抽出式通风。第一章 矿井概况第一节 交通位置盐井一矿井田位于重庆合川市南东，嘉陵江之南岸。为合川市盐井镇所辖。井田南起4勘探线，北止于嘉陵江边8勘探线，西以沥鼻峡背斜轴为界，东以须家河组底界为界（-500m标高），走向长约8.3km，平均宽约1.54km，面积约12.78km2。井田中心相距合川市城区直距16km，方位南东162，井田范围地理座标：东经10619301062200，北纬295400295600。矿区北端有212国道（重庆南充）顺嘉陵江边通过，往北至合川17km，至南充129km；向南至重庆市区71km。与矿区相望的嘉陵江东岸有渝合高速公路通过，在合川、北碚有出口连接国道212线。遂（宁）渝（重庆）快速铁路从矿区北端穿过，连接成达线和襄渝线，并在合川设站。另矿区内有县道357公路贯穿全区，北在盐井接渝南公路（212国道），南经九塘、旧县在铜梁接国道319线，与壁山、大足、永川和潼南等县（市）相通。嘉陵江经由合川到重庆终年通航，与长江航线连接，水陆交通十分方便。交通位置见图1-1-1。图 一、 井田境界根据重庆合川市沥鼻峡煤田盐井矿区总体规划和2004年8月重庆市发展和改革委员会渝发改交2004840号对重庆合川市沥鼻峡煤田盐井矿区总体规划的批复，盐井一矿井田境界南起4勘探线，与盐井二矿相邻；北止于嘉陵江边8勘探线；西以沥鼻峡背斜轴为界；东以须家河组底界为界（-500m标高）。走向长约8.3km，平均宽约1.54km，面积约12.78km2。沥鼻峡煤田为隐伏煤田，煤层埋藏较深，在本井田范围内及周边均尚无老窑和开采中的小煤窑对本井田的影响。井田边界拐点坐标见表1-1-2。表1-1-2 井田边界拐点坐标表拐点编号XY备注1330947535624355233149003563052033313535356320704330802535625645第二节 井田地质水文情况 一、矿井地质特征（一）井田地层井田出露最老地层为二叠系上统长兴组（P2c），在背斜轴部隆起地段，有四处呈“天窗”小面积出露。其下为二叠系上统龙潭组（P2l）含煤地层和二叠系下统茅口组（P1m）均深埋于地下，经钻孔揭露和部分揭露。最新地层为三叠系雷口坡组（T2l）、嘉陵江组（T1j）、飞仙关组（T1f）。各地层走向呈北东向延伸，以三叠系分布最广，广泛分布于背斜两翼。第四系冲积物和残、坡积物分布于地形凹陷带和河谷地带。现就井田地层由新至老分述如下：1、三叠系中统（T2）雷口坡组（T2l），厚46.39102.55m，平均81.80m。上部灰、褐灰色薄层状微晶泥晶白云岩，白云质泥岩，页岩；下部灰、褐色中厚层状微晶灰岩、白云质灰岩、钙质白云岩和微晶白云岩不等厚互层。2、三叠系下统（T1）（1）嘉陵江组（T1j），厚477.68524.50m，平均507.86m。该组在地貌上形成两个平行槽谷，岩性无较大变化，局部膏盐层和富膏盐层的岩石发育。为一套浅海相碳酸盐岩沉积。厚度南东翼大于北西翼，北部大于南部。按岩性、岩石组合和沉积韵律特征可划分为四段：四段（T1j4），厚52.2693.24m，平均73.74m。上部灰色厚层状至块状微晶细晶白云岩、钙质白云岩或灰岩不等厚互层，夹岩溶角岩，岩石脱膏化，脱白云石化，溶蚀现象较普遍。中部由灰、褐灰色中厚层状白云岩、钙质白云岩、白云质灰岩和灰岩一系列过渡岩石组成。下部灰、褐灰色中厚层状微晶白云岩，含有孔虫、棘，局部可见脱膏化、脱白云石化。三段（T1j3），厚101.76158.66m，平均131.50m。灰、棕灰色厚层块状微细晶灰岩为主，夹白云质灰岩、微晶生物碎灰岩、微晶砂灰岩，凝粒微晶灰岩的薄层。二段（T1j2），厚67.9290.32m，平均76.83m。上部黑灰、深灰色盐溶角岩。中部灰、深灰、棕灰色中厚层状微晶含白云质灰岩、微晶白云岩和微晶灰岩等一套过渡变化的不等厚互层。下部灰色、风化后为褐灰色、褐黄色中厚层状微晶白云岩一段（T1j1），厚213.31263.91m，平均234.17m。浅灰、灰色中厚层状，底部为薄层状微晶灰岩，凝粒微晶灰岩，层纹石微晶灰岩。（2）飞仙关组（T1f），厚458.64503.09m，平均484.20m。全组以浅海相沉积的碳酸盐为主。该地层构成背斜的轴部及近两翼。南东翼出露完整，厚度正常，而北西翼大部受断层破坏，出露不全，正常情况下，其厚度普遍较南东翼小。该组根据岩性共划分为四段，其中一段划分为二亚段：四段（T1j4），厚32.2748.39m，平均41.98m。紫、黄、灰色钙质泥岩，夹灰色薄中厚层状微、泥晶灰岩、泥灰岩。三段（T1f3），厚101.77138.42m，平均120.58m。主要为灰、浅灰色中厚厚层状微晶灰岩、凝粒微晶灰岩、鲕粒灰岩。顶部为灰、绿灰色薄层状中厚层状微晶含泥质灰岩、微晶灰岩；底部为灰、浅绿灰色中厚层状微晶含泥质灰岩、微晶灰岩。二段（T1f2），厚185.19231.89m，平均208.45m。以紫、灰紫色钙质泥岩、粉砂岩泥岩为主，顶部为灰、浅灰色中厚层状微晶灰岩，含泥灰岩、凝粒灰岩；中、下部夹灰色、紫灰色中厚层状微晶灰岩、鲕粒灰岩和生物屑砂砾屑灰岩数层。一段（T1f1），厚90.35143.57m，平均117.29m。本段划分为二个亚段：二亚段（T1f1-2），厚15.4927.72m。上部灰色中厚层状、纹层状微晶含泥质灰岩，夹紫灰、紫色钙质泥岩，微晶含泥质灰岩。下部浅灰色中厚层状厚层状亮晶鲕粒灰岩。一亚段（T1f1-1），厚74.86115.85m。以紫、灰紫、黄灰色薄中厚层状钙质粉砂质泥岩，泥岩为主，局部含粉砂质条带及黄铁矿晶粒。中、上部夹钙质长石粉砂岩、粉砂质微晶灰岩和鲕粒、凝粒，叠层石灰岩薄层，条带。底部为浅灰、黑灰色钙质泥岩、泥灰岩，具水平层理。3、二叠系上统（P2）（1）长兴组（P2c），厚102.32159.88m，平均114.69m。中上部为深灰、灰色中厚厚层状泥、微晶骨屑灰岩，含骨屑泥岩，微晶灰岩组成。下部灰、深灰色中厚层状含泥质微晶灰岩，泥质骨屑微晶灰岩，夹数层深灰色钙质泥岩，含较多黄铁矿。（2）龙潭组（P2l），厚134.71148.53m，平均139.27m。按岩性和含煤性差异可划分为五段，一、三段以灰、深灰色、灰黑色含钙质、炭质和粉砂质泥岩为主，次为细粒岩屑砂岩、含岩屑长石细砂岩、粉砂岩，夹少量微晶骨屑灰岩，浅灰色高岭石粘土岩。一段含煤四层、三段含煤10层。二、四段为灰、深灰色微、泥晶骨屑灰岩，含骨屑微晶灰岩，夹少量灰黑色含骨屑泥岩、泥岩和粉砂岩薄层。灰岩中含黄铁矿。二段灰岩中局部含硅质较重。骨屑含量较高，种类复杂。其中夹的泥岩、粉砂岩变化较大，因而两段的顶、底界线十分稳定。 4、二叠系下统（P1）茅口组（P1m），厚120.00m。为灰、浅灰色厚层状块状泥、微晶骨屑灰岩。骨屑微晶灰岩，夹亮晶含砂屑骨屑灰岩，骨屑凝块石灰岩，黑灰色含有机质硅质岩。岩石普遍含生物骨屑、砂屑。骨屑成分复杂，以藻类、有孔虫、介形虫、棘皮、腕足居多、含量2570%，磨园度好，分选性差，由泥、微晶方解石胶结。上部至顶部裂隙发育，为方解石、粘土充填，含黄铁矿。全组岩性稳定。（二）煤系地层本井田古生界二叠系上统龙潭组（P2l）为海相过渡相交替潮坪成煤环境，属碎屑岩泥质岩碳酸盐岩型煤系。其中碳酸盐岩在煤系中占20%，泥质岩占48%，碎屑岩占23%，含煤15层，煤层总厚12.63m，含煤系数9%。过渡相在煤系剖面中比例较大，动、植物化石丰富。有可采、大部可采和局部可采煤层K2、K7、K14、K12、K10、K9、K6、K4煤层共8层，可采总厚11.15m，可采含煤系数8%。龙潭组一段（P2l1）为龙潭组主要含煤段之一，含煤4层（K1K4），其中K1煤层不稳定，不可采；K2煤层全区可采，K3煤主要分布4线以南；K4煤层全区大部可采。煤层总厚3.278.22m，含煤系数11.9%21.8%。龙潭组三段（P2l3）是龙潭组的主要含煤段，含煤层10层（K14K5），煤层总厚3.299.44m，含煤系数6.3%13.0%，全区可采煤层一层（K7煤层）。大部可采煤层四层（K9、K10、K12、K14），局部可采一层（K6），其余煤层（K8、K11）仅个别点可采。（三）构造1、区域构造沥鼻峡背斜盐井矿区位于川东褶皱束西侧之华蓥山帚状构造分支沥鼻峡背斜的北段，沥鼻峡背斜北东侧为华蓥山复背斜，是帚状构造的主体部位，以东为北东向的温塘峡背斜、观音峡背斜、龙王洞背斜，以西紧邻的川东台拱及华蓥山大断裂。2、井田构造沥鼻峡背斜北起于区外合川三角村，向南经沥鼻峡口、汤峡口、花果山，止于长江以北约7km，全长115km。盐井一矿井田处于背斜北段以南，走向长度约8.3km。该背斜为一狭长不对称的梳状背斜，背斜西陡，东缓，轴面东倾。平面上背斜轴线具扭曲现象，轴向由南向北以北东4055，折转为北东2535，13线以南略向西突出的弧形，13线以北呈向南东突出的弧形，平面上背斜轴线略呈“S”型展布。轴部地层主要为三叠系下统飞仙关组一段（T1f1），二叠系上统长兴组（P2c）地层局部呈“天窗”出露。横剖面上，北端（8勘探线）在嘉陵江附近，被1断层斜切错断。北西翼地层倒转扭曲变化较大，被2、4断层破坏，同时轴部及转折端隐伏断层发育，核部地层严重破坏，褶曲形态不完整使煤系地层缺失或埋藏加深。背斜北西翼地层倾角3885，倾向北东；南东翼地层产状，倾角2345，倾向北西。本井田处于沥鼻峡背斜北段南东翼，地层走向N4354E，地层倾向北西，倾角2345，就整个井田而言，岩层倾角由浅至深，由北至南变化不大，为一中等倾斜的单斜构造。（四）断层经地面调查、复查和钻孔揭露，共发现断层49条，其中地面（以F表示）可见断层26条，孔内（以f表示）发现断层23条。按断层性质分：逆断层33条（地面和孔内），占67%，平移断层11条，占22%，正断层5条，占11%。按断层落差大小分：大于50m的有11条，占22%，2030m有9条，占18%，小于20m的有29条，占60%。地面断裂多数发育于背斜NW翼，井田内发现大于30m落差的断层，仅有F3、F5及F1断层，他们均为井田边部断层。断裂总体发育方向，以北东为主，倾向以为北东为多，倾角6070间。断层对煤层有破坏作用的共28条，其中有23条均为钻孔揭露的隐伏断层，大致可分为如下几种情况：1、落差大于20m（包含20m）有6条，即f10、f22、f24、f25、f26、f28落差大于30m有10条，即f6、f7、f9、f11、f12、f15、f18、f21、f23、f27。大部分断层分布在轴部附近-150m标高以上，其中15在-200m标高附近。均破坏各煤层。2、落差2010m（含10m）有3条，即f29、f31、f36，破坏-150m标高以上各煤层。3、落差小于10m有4条，即f32、f33、f34、f35。破坏-150m标高以上各煤层。现将对煤层影响较大的断层叙述如下：（1）F1逆断层为斜切走向逆冲断层，习称沥鼻峡断层，该断层向北于8线斜切背斜轴延伸至嘉陵江以北，向南西经龙洞湾，于大坝子被第四系掩盖。在矿区内走向呈N7080E，出露长度1.65km，推断长度为2.85km，倾向南东，倾角7080，断距140170m。此断层对北西翼煤系破坏较大，致使煤系埋深加大。（2）F2走向逆断层：该断层北起11勘探线以北。向南经三道堰、何家院子、芭蕉湾，止于曾家院子。走向长约3km，走向N2540E，倾向115130，倾角7080断距40250m，在芭蕉湾被36错断，西侧有39、50、51三条派生的入字型断层。向深部延伸切割三叠系下统飞仙关组四段（T1f4）以及所有地层。（3）F3走向逆断层：位于背斜南东翼。全长3.8km，走向4050，倾向130135，倾角5080，局部地段断层面倒转，断距3590m。该断层对背斜南东翼煤系有破坏，为井田边界断层。（4）F4走向逆断层：位于沥鼻峡背斜北西翼。走向长5.8km，走向N3050E，倾向120140，倾角71，断距4050m。沿三叠系下统飞仙关组三段（T1f3）地层走向方向展布，局部切割飞仙关组四段（T1f4）地层。向深部延伸切割北西飞仙关组四段（T1f4）以及所有地层，破坏北西翼煤系。（5）F5走向逆断层：位于背斜南东翼8线南侧，全长1.1km，走向N48E，倾向126130，倾角7077，断距50m，对南东翼深部煤系有一定影响。（6）F7走向逆断层：位于背斜西翼和转折端岩层急剧倒转部位，与F2、F4断层近于平行，在9线以北至3线以南之间断续出露地表，长3.6km。4线以南至9线，9线至6线隐伏于地下，原川东南地质大队施工ZK9-3、ZK17-1及ZK25-1等钻孔中均有揭露。全长6.4km，为逆断层。该断层走向48，倾向南东，倾角6070，两盘岩层产状直立，倒转或反向斜交，断距1070m，该断层对西翼煤层破坏极大。其它出露地表断层见表1-2-1。（7）f9隐伏逆断层：隐伏于井田内410勘探线间，向南延伸至二矿井内，本井田延伸长约3000m，为ZK5、ZK6、ZK7、ZK17-1、ZK17-2钻孔揭露，走向N4560E，倾向北西，倾角60，深部延伸长约1000m左右，落差2050m。该断层切穿整个煤系地层，对煤层破坏甚大，对今后煤层开采有较大影响，是本井田内重要的断层之一。（8）f11隐伏逆断层隐伏于411勘探线间，为ZK17-1、ZK4、ZK6、ZK9-1等钻孔揭露，走向N4550E，倾向北西，倾角60，本井田内走向长5700余m，断层落差45135m。该断层为破坏轴部转折端部位走向逆冲断层，对各煤层破坏甚大，切断整个煤系地层。（9）f15隐伏逆断层：隐伏于14勘探线至嘉陵江间（北端井田边界），为ZK11、ZK18、ZK5-2、ZK1-2号钻孔揭露，走向长约4000m，走向N48E左右，倾向NW，倾角6570间，断层落差2550m。（10）f12隐伏逆断层：隐伏于128勘探线间，为ZK1-1、ZK1-4、ZK23号钻孔揭露，走向长约2000m，走向N52E，倾向NW，倾角4565间，断层落差6570m。该断层破坏各煤层，经数孔控制，断层性质、产状、落差及延伸方向已查明。其它隐伏断层亦对各煤层破坏较大，但延伸长度不大，如f10、f18、f21、f22、f23、f24、f25、f26、f27、f28、f29、f31、f32、f33、f34、f35、f36等断层，在此不多赘述，详见隐伏断层一览表（表1-2-2）。21 表1-2-1其它出露地表断层统计表断层性质位置规模产状要素特 征地面走向长度（m）走向（度）倾向倾角（度）F22逆断层背斜NW翼711线105060NW7080见于转龙垭，下盘Tlj2，上盘Tlj3，挤压破碎带明显。F24逆断层背斜NW翼85线之间135060SE7080沿干沟峡谷致使Tlj2及Tlj2局部厚度变薄。F25逆断层背斜SE翼将军坟4线上22063SE72Tlj2地层重复，沿断层，该地层中的紫色泥岩，破碎，增厚，形成角砾岩，断距10m。F26正断层背斜轴部团山堡8线以南200240250NW50切断背斜轴线和Tlj2、Tlj1-2地层沿断层见破碎带，方解石脉不发育，断距20m。F27正断层背斜NW翼近轴部8线以南，F1东20050SE为F1的派生断层。Tlj2、Tlj1-2地层减薄，接触不正常，断面不清。F28平推断层背斜NW翼火烧屋基8线南，F27南100110错断Tlj1-2与Tlj1-1地层，Tlj1-1地层岩层挤压破碎，沿断层可见。水平错40m。F29平推断层背斜NE翼团山堡东侧100343斜切Tlf1-2地层，两侧岩层产状零乱，裂隙、方角石脉发育。F30逆平推断层背斜东翼7线北11003103202202357080错断Tlf2、Tlj2地层，水平断距560m。F38逆平推断层背斜轴部大堡菁岗林45线间1000320SW80横穿背斜轴和SE翼Tlj1、Tlf2、Tlf3地层，地层挤压带宽1m左右，带中岩层破碎，劈理化。F39正断层背斜NW翼何家院子6线南20030NWTlj3与Tlj4地层地层走向上相抵，为F2的派生断层，其夹角30度左右，水平断距25m。F40平推断层背斜SE翼大垭口4线以北，F16东225320SW斜断Tlj3、Tlj4、T2L地层断层，下盘岩层破碎，牵引，挠曲，呈卷鼓构造。F43性质不明断层背斜NW翼柏树堡23线间200306Tlj3、Tlj4和T2l、F13断层被切错。F44逆断层背斜NW花槽、茶园2线以南55028NW与F13断层平行，产生于Tlj3地层内。F45逆断层背斜NW翼坛子湾2线上38035SE53Tlj4下部与Tlj1中部接触，厚度减薄，挤压带中劈理化，擦痕可见。F46性质不明断层背斜NW翼余家湾2线以南160300Tlj4、Tlf3、F4断层错断，断层被浮土掩盖。F47平推逆断层背斜NW翼周家沟口2线以南25070NNW55Tlj3、Tlj4地层不连续，两侧岩层较破碎，产状零乱。F48平推断层背斜NW翼桂花林北1线北9034570见于Tlj4与Tlj3内，见挤压带宽0.5m左右，带中岩石劈理化，破碎，方解石脉发育。表1-2-2 其它隐伏断层统计表断层编号位置长度（m）产状要素落差（m）特 征走向倾向倾角f10背斜南东翼4勘探线井田内300余mN50ENW5920为ZK17-2孔揭露，破坏各煤层，深部延伸900余m。f18背斜南东翼8勘探线70150为ZK1-3孔揭露，破坏-500m标高以下各煤层，为本井田深部边部断层。 f21背斜南东翼4勘探线500余mN50ENW591542为ZK17-2孔揭露，破坏各煤层。f22背斜南东翼4勘探线500余mN50ENW591525为ZK17-2孔揭露，破坏各煤层。f23背斜南东翼4勘探线间600余mN4550ENW5940左右为ZK17-2孔揭露，破坏各煤层。f24背斜南东翼9勘探线600余mN4550ENW592360为ZK4孔揭露，破坏K7以上各煤层。f25背斜南东翼9勘探线600N4550ENW5925为ZK4、ZK5孔揭露，破坏各煤层。向深部延伸700m。f26背斜南东翼9勘探线1200N45ENW5925为ZK5孔揭露，破坏K4、K2煤层，延伸至茅口组灰岩。f27背斜南东翼4勘探线间2000余mN4550ENW593560为ZK5、ZK17-2孔揭露，破坏各煤层。f28背斜南东翼与f9相邻2000余mN4550ENW591040为ZK5、ZK17-2孔揭露，破坏K4、K2煤层。向深部延伸至茅口组灰岩。f29背斜南东翼，1013勘探线约1000余mN41E NW6010m以上为ZK8、ZK13孔揭露，破坏各煤层。f31背斜南东翼，1112勘探线间1000N56ENW7010为ZK17、ZK12孔揭露，破坏各煤层。f32背斜南东翼，7勘探线500N47ENW 708为ZK5-2揭露，破坏各煤层。f33背斜南东翼，8勘探线400余mN60ENW5815为ZK1-1、ZK1-4孔揭露，破坏各煤层。为正性断层。f34背斜南东翼，6勘探线N4550ENW605为ZK9-1孔揭露，破坏K2、K4煤层。f35背斜南东翼，14勘探线608为ZK15孔揭露，破坏各煤层。f36背斜南东翼，12勘探线200300N52ENW6015为ZK23孔揭露，破坏各煤层。中国矿业大学二、 矿井水文特征井田内水系畅通，排泄条件良好；大气降水是地下水的补给来源。茅口组（P1m）石灰岩含水层深埋地下，裂隙及溶蚀孔洞虽较发育，但是以古岩溶为主；抽水试验单位流量q仅为0.0051L/s.m，含水性弱。龙潭组第二段及第四段（P2l2+4）石灰岩含水层深埋地下，q值为0.00001850.0000412L/s.m，含水性极弱。长兴组（P2c）石灰岩含水层，呈天窗零星出露，溶洞少见，裂隙及溶蚀孔洞发育，q值为0.0008850.0456L/s.m，含水性较强，但不均一；该层露头被河流嘉陵江切割，应有一定的水力联系。断层对煤层开采无大的水患。故该井田属于以顶板进水为主的水文地质条件中等的岩溶裂隙充水矿床，即“类型”井田。由于盐井一矿是隐伏井田，矿井涌水量只使用了地下水动力学法、比拟法等两种方法预算。由于各矿井的水文地质条件各有不同，用比拟法比拟的结果均有一定差异。由于在勘探中作了相应的专门水文地质工作和详细的野外调查，对含水层的评价依据充分，计算公式及参数采用比较合理。勘探报告建议采用地下水动力学法计算结果：预计本矿井-150m水平正常涌水量为7236.18m3/d，最大涌水量为23734.67m3/d第三节 井田可采煤层、煤质及储量一、井田煤层1、K2煤层位于龙潭组一段（P2l1）下部，上距K4煤层间距平均18.96m，顶板岩性以泥岩为主。下距B1（铝土泥岩）顶界3.9312.68m，平均6.56m。煤层总厚度1.316.02m，平均3.30m。煤层的有益厚度1.135.90m，平均3.15m，其中大于3.00m以上占66%。该煤层可采面积系数100%，属稳定的全区可采煤层。煤层含有矸石05层，较多的含一层，少数二至四层，个别为五层，一般厚0.010.25m，矸石岩性多以炭质泥岩为主，次为泥岩。不含矸石者约占一半左右。煤层结构简单较复杂。煤层顶板为泥岩；底板以泥岩为主，次为粘土泥岩为底。K2煤层层位稳定，厚度变化不大，全区均有分布，对比可靠，为可采的稳定煤层。其储量占井田总资源储量28%。2、K4煤层位于龙潭组一段（P2l1）顶部，上距B2（即龙潭组二段石灰岩，俗称“下铁板”）03.29m，平均0.47m。煤层总厚度02.74m，平均1.74m。煤层有益厚度02.74m，平均1.73m，其中1.502.00m占59%。该煤层可采面积系数32%，属较稳定煤层。煤层偶含矸石一层，厚0.050.22m，矸石岩性为泥岩，煤层为简单结构。煤层顶板约占一半为B2石灰岩直接顶板，其余为泥岩，厚03.29m，平均0.47m。底板岩性以泥岩为主，次为粉砂岩、砂质泥岩、粘土岩等。该煤层层位稳定，厚度变化不大，仅4线1个点不可采。综上所述，K4煤层层位稳定，厚度变化不大，全区发育，对比可靠，属大部可采较稳定煤层。3、K7煤层位于龙潭组三段（P2l3）中下部，上距不可采煤层K8层间距1.288.17m，平均5.17m，煤层总厚0.826.33m，平均1.80m。有益厚度0.825.90m，平均1.75m，1.002.00m占60%。该煤层属较稳定的全区可采煤层。K7煤层含矸石12层，含一层矸石者占17%，厚0.020.43m，平均0.12m，含二层矸石占10%，厚0.030.45m，平均0.15。矸石岩性多数为泥岩，少数炭质泥岩。矸石主要分在井田南4、9、10线，少数分布在13、8线。煤层结构较简单。K7煤层顶板岩性为泥岩，底板以泥岩为主，次为粘土泥岩，个别为粉砂岩。K7煤层厚度从北向南增厚，层位稳定，对比可靠，全区可采，属较稳定煤层，控制研究程度高，其储量占井田总储量18%。4、K9煤层位于龙潭组三段（P2l3）中部，上距K10煤层1.133.77m，平均2.00m。煤层总厚度0.062.73m，平均0.79m，有益厚度0.062.44m，平均0.75m，其中0.501.00m占89%。该煤层可采面积系数26%，属较稳定大部可采煤层。K9煤层偶含矸石一层。厚0.170.26m，岩性为泥岩。煤层为简单结构。K9煤层顶板为泥岩，底板以粉砂岩（占39%），粘土泥岩（占30%）及泥岩（占27%）为主，个别为砂质泥岩。K9煤层不可采范围主要分布在5线及8线。该煤层除14线个别突厚点（厚2.44m），全区煤厚多为0.501.00m左右，煤层厚度（除不可采点）略有变化，层位较稳定，对比可靠，属较稳定大部可采煤层。5、K10煤层位于龙潭组三段（P2l3）中部。煤层总厚度0.161.46m，平均0.70m，有益厚度0.161.38m，平均0.69m，其中0.501.00m占93%。K10煤层可采面积系数31%，属较稳定大部可采煤层。煤层极少数含矸石一层，厚0.040.11m，岩性主要为泥岩。煤层为简单结构。K10煤层顶板多数为B3（石灰岩），有少数间接顶板，厚03.26m，平均1.46m。底板以泥岩为主，有少数粘土泥岩伪底。K10煤层不可采区分布在15和8线。煤层厚度（除不可采点）变化不大，层位较稳定，对比可靠，属较稳定大部可采煤层。6、K12煤层位于龙潭组三段（P2l3）中上部，上距K13煤层0.188.98m，平均1.87m，下距B4顶界1.227.05m，平均2.46m。煤层总厚度0.271.58m，平均0.70m，有益厚度0.271.45m，平均0.69m，其中0.501.00m的占88%。K12煤层可采面积系数29%，属较稳定大部可采煤层。K12煤层基本不含矸石，仅个别点含矸石一层，厚0.13m，煤层为简单结构。K12煤层顶板岩性多数为泥岩，次为粘土泥岩。K12煤层底板多为粘土泥岩伪底，次为泥岩，个别为粉砂岩。综上所述，K12煤层层位较稳定，厚度（除不可采点外）略有变化，对比可靠，控制研究程度高，为本井田勘探的对象之一。7、K14煤层位于龙潭组三段（P2l3）中上部，上距B5（石灰岩）底界0.134.97m，平均1.46m。煤层总厚度0.283.81m，平均1.48m，有益厚度0.283.81m，平均1.44m。该煤层可采面积系数32%，属较稳定大部可采煤层。K14煤层大部不含矸石，少数含矸石一层，厚0.040.38m，个别含矸石二层，岩性主要为泥岩，个别为炭质泥岩，煤层为简单结构。除4线有一个点不可采外，全区均可采。K14煤层顶板岩性大部为B5（石灰岩），其次为粉砂岩、泥岩。底板岩性以粘土泥岩，泥岩为主，次为泥质粉砂岩、粉砂岩。该煤层在7、15、12、8线有分叉现象，其上分层煤厚大多数不可采。综上所述，K14煤层层位较稳定，厚度从北向南有所增厚，除4线个别点不可采，全区发育，对比可靠，研究程度高，属较稳定大部可采煤层。可采煤层特征见表1-3-1。二、井田煤质按中国煤炭分类（GB5751-86），本井田各煤层煤类均属烟煤分类的瘦煤（SM）。各煤层主要煤质指标见表1-3-2。中国矿业大学表1-3-1 可采煤层特征表煤层编号厚度（m）间距（m）煤层结构顶底板岩性稳定性倾角（）视密度（t/m3）最小最大平均最小最大平均夹石层数夹矸总厚（m）顶板底板K21.135.903.15050.010.25 顶板为泥岩底板以泥岩为主，次为粘土泥岩稳定23451.507.0826.2618.96K402.741.7310.050.22约占一半为B2（石灰岩）直接顶板，其余为泥岩以泥岩为主，次为粉砂岩、砂质泥岩、粘土岩等较稳定23451.507.1634.7728.42K70.825.901.75120.020.43顶板岩性为泥岩以泥岩为主，次为粘土泥岩，个别为粉砂岩较稳定23451.502.5812.808.05K90.062.440.7510.170.26顶板为泥岩以粉砂岩、粘土泥岩及泥岩为主，个别为砂质泥岩较稳定23451.621.133.772.00K100.161.380.6910.010.11顶板多数为B3（石灰岩），有少数间接顶板以泥岩为主，有少数粘土泥岩伪底较稳定23451.602.4215.708.30K120.271.450.6810.13多数为泥岩（占64%），次为粘土泥岩（占21%）多为粘土泥岩伪底，次为泥岩，个别为粉砂岩较稳定23451.603.4410.667.83K140.283.811.4410.040.38大部为B5（石灰岩），其次为粉砂岩、泥岩以粘土泥岩、泥岩为主，次为泥质粉砂岩、粉砂岩较稳定23451.50表1-3-2 煤质特征表煤层Mad（%）Ad（%）Vdaf（%）Fcd（%）Qbd（MJ/kg）Std（%）胶质层(X/Y)GRI煤类K2原0.9418.6614.6562.0428.803.3021.83/4.8639SM浮0.848.9915.4774.9932.771.29K4原1.0921.8815.0461.2831.782.9519/323SM浮0.7911.3714.7478.1231.961.39K7原0.9624.9815.6363.2728.833.4220.95/5.1234.8SM浮0.889.5815.0174.3132.741.22K9原0.9826.6014.8053.3425.914.1326/4920.8SM浮0.9513.9615.2969.5531.131.91K10原0.8818.8013.7064.1028.912.8528.1/3.930SM浮0.888.6015.4978.2432.611.19K12原0.9229.8814.2052.6223.983.1327/5.218.8SM浮1.0015.0915.8268.9530.131.16K14原1.0322.9816.8458.3827.034.5529.4/8.140.6SM浮0.9210.2915.6773.2932.540.9652 中国矿业大学三 储量评价根据重庆一三六地质队提交的重庆市沥鼻峡背斜盐井矿区煤炭资源详查地质报告，盐井一矿的地质资源量为99128kt，其中控制的內蕴经济资源量（332）为47260kt，推断的內蕴经济资源量（333）为51868kt。本次资源/储量估算是建立在煤层对比可靠，查明了煤层产状、层位、厚度、结构及可采范围；对331级区内煤层底板等高线的波伏已控制，切割煤层落差小于30m和大于30m的断层亦有钻探工程控制；勘探工程质量较高，资源/储量估算参数选用比较合理的基础上进行资源/储量估算的，资源/储量估算结果是可靠的。全井田331级资源/储量比例达现行规范要求，能满足矿井建设的需要。第二章 通风系统的选择第一节 矿井通风系统的基本要求 1、矿井必须有完整的独立通风系统 2、进风井口必须布置在粉尘、有害和高温气体不能侵入的地方。 3、进、回风井之间和主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷，必须安设2道连锁的正向风门和2道反向风门。 4、每个生产水平和每个采区都必须布置单独的回风道，实行分区通风，将其回风风流直接引入到总回风道或只要回风道中。 5、矿井主要通风机的工作方法一般采用抽出式通风。 6、根据矿井开拓系统选择合理的矿井通风系统。第二节 矿井通风方式由于本井田煤层埋藏深，风井长，工程量大，分区设风井投资高；再有本矿井推荐走向条带连续式开采方案，沿走向不划分采区，因此采用中央分列抽出式通风。回风斜井位于6勘探线附近，处在井田南北两翼的中央，靠 近资源条件最好的块段，可为全井田服务，风井断面为考虑深部水平瓦斯涌出量增大和矿井具有增产的条件留有余地。第三节 矿井通风系统矿井通风系统：新鲜风流经主斜井、副斜井和架空人车斜井进入-50m阶段运输巷，再经区间运输石门进入工作面运输顺槽，清洗工作面后经回风顺槽、回风斜巷、瓦斯抽放巷、回风石门回到-50m阶段总回风巷，通过-50m阶段总回风石门、回风斜井排出地面。第三章 矿井风量的计算第一节 矿井风量的计算1、矿井通风容易时期（1）按同时下井人数需风量计算Q4NK式中：Q矿井总供风量，m3/s；N井下同时工作的最多人数，人；4每人每分钟供风标准，4m3/min人；K风量备用系数，K1.35。Q=42481.35=1339.2m3/min=22.3m3/s（2）用分别法计算Q=（Q采Q掘Q硐Q其它）K式中：Q采回采面需风量和，m3/s；Q掘掘进面需风量和，m3/s；Q硐独立通风硐室需风量和，m3/s；Q其它其它巷道需风量，m3/s；K矿井通风系数，根据采矿工程设计手册取1.2。回采工作面需风量按工作面瓦斯涌出量计算：Q采=100q采Kc式中：Q采回采工作面需风量，m3/s；q采回采工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；q采=T回采工作面平均日产量，t/d；q回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；回采工作面瓦斯抽放率，%；Kc回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，取Kc=1.3。K10煤层（保护层）工作面：q采10=Q采10=1006.631.3=861.9m3/min=14.4m3/sK14煤层工作面：q采14=Q采14=1008.821.3=1146.6m3/min=19.1m3/s按工作面温度计算：Q采60VcScKi式中：Vc工作面适宜风速，取1.7m/s；Sc回采工作面平均有效断面，m2；Ki工作面长度系数。K10煤层工作面：Q采10601.74.01.2=489.6m3/min=8.2m3/sK14煤层工作面：Q采14601.75.31.2=648.72m3/min=10.8m3/s回采工作面需风量按瓦斯涌出量和工作面温度两种方法计算后取其中最大值，即K10煤层工作面取Q采1015m3/s，K14煤层工作面取Q采1420m3/s。回采面需风量和Q采=15+20=35m3/s。工作面通风方式为U型通风，并考虑预埋混凝土管尾排（D800mm混凝土管），尾排管接入材料石门或尾排石门经过回风斜巷排入瓦斯抽放巷。掘进工作面需风量按瓦斯涌出量计算：Q掘=100q掘Kd式中：Q掘掘进工作面需风量，m3/s；q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；q掘=T掘进工作面平均日掘进煤产量，t/d；q掘进工作面相对瓦斯涌出量为，m3/t；掘进工作面瓦斯抽放率，%；Kd掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数。综掘工作面：q掘=Q掘=1001.692.0=338m3/min=5.6m3/s普掘工作面：q掘=Q掘=1000.532.0=106m3/min=1.8m3/s按炸药使用量计算：普掘工作面：Q掘=式中：Aj掘进工作面一次使用最大炸药量，kg；Aj=uSdu炸药消耗量综合指标，取u=0.4kg/m3；S巷道掘进断面，m2，取平均值为10.2m2；d循环进尺，m；Aj=0.410.22.4=9.79kg；b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，0.1m3/kg；t通风时间，30min；c爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，0.02%。q掘=m3/min=2.7m3/s按局部通风机吸风量计算：Q掘=QfIKf式中：Qf掘进工作面局部通风机额定最小风量，m3/min；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台；Kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，Kf =1.2。综掘工作面：Q掘=28511.2=342m3/min=5.7m/s普掘工作面：Q掘=23011.2=276m3/min=4.6m/s掘进工作面需风量取按瓦斯涌出量、炸药使用量和局部通风机吸风量三种方法计算后取其中最大值，即综掘工作面Q综掘6m3/s，普掘工作面Q普掘5 m3/s。掘进工作面需风量和Q掘=61+56=36m3/s。独立通风硐室：井下爆破材料发放硐室4m3/s ，蓄电池机车充电硐室3m3/s，独立通风硐室需风量和Q硐4+3=7m3/s。井下其它地点用风，一般情况下按（Q采+Q掘）的5%计，但本矿井构造复杂，断层多，初期开采的K14、K12、K10和K9煤层均较薄，倾角较大，机械化程度为综采，生产中会出现不能正规布置工作面的块段，因此有必要考虑1个残采工作面的备用风量，残采工作面根据生产实际情况移动位置，基建投资不计残采工作面的井巷工程量。残采工作面风量按10m3/s考虑，则：Q其它=（35+36）5%+1014m3/sQ=（35+36+7+14）1.2=111m3/s根据上述按同时下井人数计算的需风量和用分别法计算的需风量，矿井总风量取其中较大者，因此，矿井通风容易时期总供风量为111m3/s。（3）风量分配回采面（2个）：K10煤层（保护层）工作面15m3/s ，K14煤层工作面20m3/s。掘进面（7个）：1个综掘工作面6m3/s，6个普掘工作面每个5m3/s。独立通风硐室（2个）：井下爆破材料发放硐室4m3/s ，蓄电池机车充电硐室3m3/s。其它用风（包括残采工作面）：33m3/s。2、矿井通风困难时期计算方法与上述相同，主要差别在开采K2煤层属中厚煤层，厚度3m左右，煤层生产能力增大，采面单产提高了，因此K2煤层综采面和综掘面配风量增大。（1）按同时下井人数需风量计算Q4NK式中：Q矿井总供风量，m3/s；N井下同时工作的最多人数，人；4每人每分钟供风标准，4m3/min人；K风量备用系数，K1.35。Q=42481.35=1339.2m3/min=22.3m3/s（2）用分别法计算Q=（Q采Q掘Q硐Q其它）K回采工作面需风量按工作面瓦斯涌出量计算：Q采=100q采Kc