鹤煤三矿矿井通风设计毕业论文.doc

河南理工大学本科毕业设计鹤煤三矿矿井通风设计毕业论文目 录1 绪 论11.1 矿井通风设计的国内外研究发展与现状11.2 通风设计的目的和意义11.3 通风设计的依据和要求22 基本概况32.1 矿井概况及井田地质特征32.1.1 井田概况32.1.2 地质特征42.2 矿井储量、年产量及服务年限62.2.1 井田界限62.2.2 井田储量62.2.3 矿井年产量及服务年限62.3 井田开拓72.3.1 概述开拓方案72.3.2 井筒72.3.3 井底车场及硐室72.3.4 开采顺序及采煤工作面的配置92.4 采煤准备102.4.1 采煤方法102.4.2 采区巷道布置及生产系统4102.5 矿井运输、提升及排水122.5.1 矿井运输122.5.2 提升设备122.5.3 排水设备143 矿井通风设计153.1 通风系统选择153.1.1 主要通风机的工作方法153.1.2 通风系统选择153.2 风量计算及风量分配163.2.1 采煤工作面实际需要风量9163.2.2 掘进工作面需要风量183.2.3 硐室需要风量183.2.4 矿井总风量计算193.3 采区通风设计203.3.1 采区通风系统的基本要求203.3.2 采区进、回风上山的选择213.3.3 回采工作面的通风系统223.4 掘进工作面通风设计243.4.1 掘进通风方法243.4.2 掘进工作面设备装置253.4.3 掘进通风安全措施263.5 全矿通风阻力计算263.6 主要通风机选型313.6.1 选择主要通风机313.6.2 电动机选择353.7 矿井反风设计373.7.1 反风的目的意义373.7.2 反风方法选择373.8 矿井通风评价383.8.1 矿井吨煤通风电费383.8.2 矿井等积孔、总风阻384 安全技术措施与环保404.1 矿井安全技术措施404.1.1 防治煤与瓦斯突出管理制度404.1.2 瓦斯检查制度424.1.3 局部通风管理制度444.1.4 瓦斯抽放管理制度454.1.5 矿井防治水制度7484.2 矿山环保494.2.1 矿山水污染的防治的措施494.2.2 粉尘污染的防治措施504.2.3 矿山噪音污染的防治505 结 论51致 谢52参 考 文 献53611 绪 论1.1 矿井通风设计的国内外研究发展与现状煤炭是世界工业经济发展的主要能源，很早以前，就有采矿的历史，矿井通风史也随之产生。约在1640年，人们开始把进风和回风分开，以利用自然通风压力进行矿井通风。为了加大通风压力，1650年在回风路线上设置火筐，1787年又在回风路线上设置火炉，使回风风流加热。1745年俄国科学家发表了空气在矿井中流动的理论，1764年法国采矿工程发表了关于矿井自然通风的理论，成为矿井通风史上奠基的两篇论文。 1807年风量约200m3 /min，兽力活塞式空气泵，1849年转速约95转/分，风量约500m3 /min的蒸汽铁质离心式扇风机；1898年电力初型轴流式扇风机相继投入使用。上世纪四十年代，矿井已使用功率为约1500kw和3000kw的电力轴流式和离心式大型扇风机。用于矿井的主要有离心式和轴流式两类通风机，以前全用离心式。由于轴 流式通风机具有结构简单紧凑、体积小、重量轻，再者是工作效率高，尤其是大型轴流式通风机，效率可达85，三是有翼角调整装备，便于机械性能调节或进行反风这些优点，现在大部分矿井都采用轴流式通风机。随着生产的发展，对矿井通风的要求不断提高，也更具有合理性。如矿井供风量每人不少于4m3/min，在主要进风道、回风道、修理中的井筒和提升人员、物料的井筒最大风速不能超过8米/秒。回采工作面、掘进煤巷和半煤岩巷最小风速不小于0.25米/秒等规定，这都为矿井的安全生产打下了基础。随着计算机的发展和广泛应用，矿井通风方面，已经可以利用电算技术确定矿井通风网络，并对其进行解算。主要是矿井通风状况的模拟与预测，通风系统改造方案的比较计算和风量分配与矿井阻力计算等方面。1.2 通风设计的目的和意义众所周知，井下风量不足会引起瓦斯积聚，工作环境温度升高，缺氧造成人员伤害等问题，而风量过剩也会导致不良的影响，如漏风量大，动力过度消耗，风流发生过度的冷却作用，巷道内矿尘飞扬，激发煤的自燃等。因此矿井通风设计合理与否对矿井的安全生产及经济效益具有长期而重要的影响。矿井通风设计是矿井设计的主要内容之一，是反映矿井设计质量和水平的主要因素。其目的就是供给矿井新鲜风量，以冲淡并排出井下的毒性、窒息性和爆炸性气体和粉尘，保证井下风流的质量和数量以符合国家安全卫生标准造成良好的工作环境，防止各种伤害和爆炸事故，保障井下人员身体健康和生命安全，保护国家资源和财产。矿井通风是各生产环节中最基本的一环，他是依靠通风动力将定量的新鲜空气沿着既定的通风路线不断地输入井下，以满足回采工作面、掘进工作面、机电硐室、火药库以及其他用风地点的需要，同时将用过的污浊空气不断的排出地面。对保证矿井的生产和安全，有十分重要的作用。随着矿井的开采规模逐渐扩大，井下的温度逐渐升高，瓦斯含量的不断增加以及煤的自燃特性愈益加剧，合理的解决矿井通风问题就显得特别重要了。同时，矿井通风对于提高矿工的劳动效率，保证矿工的安全和健康，也是极为重要的。1.3 通风设计的依据和要求矿井通风设计是安全工程专业学过通风安全学、煤矿开采学等课程后，以及通过生产实习后进行的，其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为以后能胜任工作奠定基础。设计时依据煤炭工业技术政策、煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家制定的其他有关煤炭工业的方针政策等有关要求，力争做到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。2 基本概况2.1 矿井概况及井田地质特征2.1.1 井田概况1）位置三矿矿井是河南省鹤壁市规划区中的一个矿井，位于鹤壁市山城区北约4.4公里，井田范围：北部以F3203为界，西部以二1煤层露头风氧化带为界，南部以F20和F16大断层为边界，东部以自然边界为界。井田南北走向3公里，东西倾斜宽5.2公里，井田面积11.6平方公里。 图2-1 井田位置图Fig. 2-1 sankuang mine traffic location map2）交通三矿井田交通便利，有安阳-鹤壁公路经过井田,区位优势明显。京珠高速公路和107国道纵贯南北，鹤濮高速公路、壶台公路横穿东西，又有矿区铁路专线与京广铁路连通。3）地形与河流本井田位于河南省北部太行山东麓和华北平原的过渡地带,地貌类型属太行山前缓丘陵地貌的一部分，地势西高东低，海拨高在140-250米之间。丘陵和沟谷大致呈南北向，区内有东马驹河、黄牛坡、刘家沟、肥泉、胡家沟等几个村庄。矿区西部奥陶系灰岩广泛出露。石炭系地层在山前零星出露。本井田为第三、四系地层所覆盖。4）气象本井田，属暖温带半湿润型季风气候，四季分明，光照充足，温差较大。春季多风少雨，夏季炎热湿润，秋季秋高气爽，冬季寒冷多雾。年平均气温14.2-15.5 ，年降水量349.2-970.1mm，年日照时数1787.2-2566.7小时。每年7-9月份为雨季。据河南省地震局鉴定,本区地震基本烈度为78度2.1.2 地质特征1）地质构造 井田南北走向3公里，东西倾斜宽5.2公里，井田面积11.6平方公里井田分别被第三、四系地层所覆盖，钻孔及井巷实际揭露的地层由老至新有：奥陶系、石炭系、二迭系、第三系和第四系，现由老至新叙述如下：A 、 奥陶系中统上马家沟组（C2）由灰一深灰色泥灰岩，白云质灰岩、角砾状灰岩组成，结构均匀，致密坚硬，含头足类动物化石。最大厚度400米，与上覆石炭系中统本溪群呈平行不整合接触。B 、石炭系（C）、中统本溪群（O2）下部为紫红色铁铝质泥岩，局部为灰白色铝士岩；中部为中细粒石英砂 岩和灰白色铝士质泥质，中夹1-2层薄层状灰岩，灰岩之下局部压薄煤；上部为深灰色泥岩及砂质泥岩，富含植物根部化石，具菱铁质鲕粒和黄铁矿晶体。厚主为14.48-48.43米，平均31.82米，与上覆太原群呈整合接触。2、上统太原群（C3）是一套由灰色砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩和灰岩、煤层组成的海陆交互相地层。含九层生物灰岩，其中L1、L4、L5、L6、L7、L8、L9直接压煤。灰岩中含海百合茎、蜓科、珊瑚、腕足类等海相动物化石，据岩性特征可分四段：底部含煤段：由一11、一12、一22煤层，间夹黑色泥岩、砂质泥岩和L1灰岩组成，其中一11煤层大部分可采，一22煤局部可采。下部灰岩段：由L2、L3、L4及其间的泥岩砂质泥岩和细粒砂岩组成，该三层灰岩发育紧凑，组合特征明显，在地层对比中易于区分。中部碎屑岩段：由深灰-灰色中的细粒砂岩、粉砂岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰色铝士质泥岩、L5、L6灰岩及薄层组成，碎屑岩矿物成份多变，沉积环境不稳定。上部灰岩段：由L7、L8、L9灰岩及深灰色-灰黑色泥岩、砂质泥岩、铁质泥岩、硅质泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩和薄煤层组成。L8灰岩底板常有浅海相黑色泥岩一层，以富含大量海相动物化石为特征。L2、L8发育较好，厚度大且层位稳定，常含透镜关和串珠状燧石结核。是良好的标志层。L2一般厚6.20-10.03米，平均8.32米，L8一般厚1.00-7.00米，平均3.19米。本群砂质泥岩和泥岩中含羊齿、芦木、轮木植物化石，本群以一11煤底板与下伏本溪群分界。本群厚度101.64-135.07米，平均118.97米，与上覆二迭系山西组显整合接触。C 、二迭系（P）1、下统山西组（P11）由灰褐色、灰色砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩和煤层所组。砂岩为中、粗粒结构，矿物成份以石英长石为主，常含白云母片及煤屑，含黑褐色菱铁质结核，上部砂岩中多含棕云母片，以钙质胶结为主。砂质泥岩及泥岩在本组中部和下部多为深灰、灰黑色、含轮木、羊齿及苛达等植物化石。上部为浅灰色及银灰色含铝质具鲕状结构。根据沉积旋回本组可分四个层段：第一含煤段：下部以S9砂岩底面与下伏太原群地层分界。S9砂岩为灰-深灰色，中细粒岩屑石英砂岩，泥质胶结，含大量不规则黑色泥岩包裹体和少量黄铁矿结核，具波状层理其厚度不稳定，常相变为砂质泥岩。上部为深灰-灰黑色泥岩、砂质泥岩和二0、二1、二2等煤层组成，二0、二2煤层厚度不稳定，常相变尖灭，不可采。二1煤层位于第一含煤段中部属全区可采厚煤层。第二含煤段：下部为大占砂岩（S10），为灰、深灰色中、中细粒岩屑石英砂岩，硅泥质胶结含泥质团块，具斜层理，层面含炭质，间夹薄层泥岩。上部为灰色、深灰色砂质泥岩，夹二3煤层，该煤厚度不稳定，不可采。第三含煤段：其下部为二层香炭砂岩（S11），为褐灰-深灰色中、细粒长石石英砂岩，含大量暗色岩屑，菱铁质鲕粒及少量绿泥石矿物，分选差，具波状层理及交错层理，层面含炭质及大片白云母，该砂岩在区内普遍发育，是一良好标志层。上部为深灰-灰黑色泥岩及砂质泥岩，局部为炭质泥岩，具水平层理，含植物化石，夹二14和二24两层煤，均不可采。上部砂岩段：下部为头层香炭砂岩，为褐灰色中、细粒长石石英砂岩，含大量暗色岩屑，长石多呈褐色具斜层理，层面含炭质及大量白云母片，硅泥质胶结，局部含菱铁质鲕粒。上部为灰-深灰色泥岩或砂质泥岩，水平层理，含铝土质及黄铁矿鲕粒，深灰色泥岩中富含植物化石。本组厚度一般为76.50-140.50米，平均厚度为129.46米。2、 下统下石盒子组（P21）由砂岩、砂质泥岩、铝土质泥岩和煤线组成。砂岩呈灰带绿色，为细粒、中粒结构。成份以石英长石为主，含暗色矿物及棕云母片，含灰色泥岩包体，层面呈黑色，具斜层理和波状层理，钙、泥质胶结。3、砂质泥岩和泥岩呈灰色夹紫斑，局部为灰紫色和灰黑色。灰黑色砂质泥青灰色，脂状光泽，富含菱铁质鲕粒。本组岩中常含带羊齿、苛达等植物化石，铝土质泥岩位于本组中下部，浅灰-以S12砂岩底面与下伏山西组地层分界，地层厚度一般为85.32-137.40米，平均110.42米。4、 上统上石盒子组（P12）下段底部为S15砂岩，岩性为灰、灰白色中细粒岩屑石英砂岩，含深灰色泥岩包裹体，具斜层理和波状层理。中部为S16砂岩，分三层：S16-1、S16-2、S16-3，岩性为灰白色中、粗粒石英砂岩，具灰色泥岩包体，含绿泥石，绿帘石及钻石等矿物。一般具底砾岩，三层砂岩均呈正粒序，砂岩厚而稳定。特征明显，易于辨认，为石盒子组中的良好标志。本段层厚113.10-205.03米，平均厚159.32米。上段底部S17砂岩岩性为灰白色中粗粒石英砂岩，含肉红色矿物及少量燧石，次棱角状接触式硅质胶结，具底砾岩和灰色泥岩包体，为本区主要标志层之一。中部和上部有S18、S19砂岩，分别由1-2个分层组成，岩性为浅灰、灰绿色中细粒岩屑长石砂岩和石英砂岩，岩石颗粒为棱角-次棱角状，钙质胶结，含石英砾石，绿泥石等，具斜层理。各层砂岩夹暗紫、灰绿、青灰、灰色粉砂岩，砂质泥岩、泥岩、局部含铝质及黄铁矿晶体，偶含鲕粒。本段层厚244.34-305.94米，平均274.65米。5、 上统平顶山组（P22）由2-3层细、中、粗粒石英，长石石英砂岩组成（S20），底部为灰-灰白色，中上部为浅灰-绿灰色，各分层均呈正粒序，分选性好，钙质胶结，含少量绿泥石，具斜层理，为本区一良好标志层。各分层间夹暗紫色为主，灰绿色、灰色粒砂岩，砂质泥岩、泥岩，局部含铝质。本组层厚77.97-88.25米，平均83.34米。6、 上统石千峰组（P32）本组地层可分三段，下段为紫红色泥岩，具水平层理，中段为暗紫色中细粒长石石英砂岩含少量白云母片及泥岩包裹体，分选性好，硅泥质胶结；上段为紫红色细粒砂岩和粉砂岩，呈互层状，成份以石英为主，次为长石及岩屑，含星点状白云母片，含泥岩包裹体，具波状层理，中夹数层同生砾屑灰岩。本组层厚为55.33-99.97米，平均69.66米。D 、新第三系上统鹤壁组（N12）岩性为褐黄、棕黄、浅棕色砂质粒土，花斑状半固结泥岩和数层青灰色、深灰色砾组成，砾岩一般5-8层，砾岩成份主要为灰岩，次为石英砂岩和燧石，砾径大小不一，一般0.5-8cm，分选差，钙质胶结，与下伏二迭纪地层呈不整合接触。本组厚度101.40-383.00米，平均厚度210.48米。E、第四系（Q）由黄、黄褐色砂质粘土组成，含钙质结核，垂直裂隙发育，局部形成陡坎。底部有薄层砾石层。本系地层厚度0-21.00米，平均10.20米，与下伏地层呈整合接触。2)、煤质、煤的物理性质二1煤为黑色，玻璃-金钢光泽，条带黑色略带浅灰色，属半亮型煤，具条带状结构，比重1.38，硬度为3，松软易碎。一22煤硬度中等，易破碎，内生节理发育，煤岩类型为半亮型煤，多具条带状结构。一21煤和一11煤基本相似，黑色，金刚光泽，呈粉粒块状，参差状断口，属半亮型煤，含有较多的黄铁矿结核，有臭味，比重较大，约1.55。2、煤的化学性质二1煤为低灰、特低硫、低磷、高熔灰分的粉粒状煤，以瘦煤为主，有少量贫瘦煤。二1煤的煤岩组成以镜煤为主，镜质组和半镜质组为81%有机组分平均占90.4%。一11煤镜质半镜质占有机组分的90%，有机组分占85.8%。二1煤开采期间煤质化验成果如表1-2所示：表1-2二1煤开采期间煤质化验成果工作面WQ（%）Ag(%)Vr(%)焦渣特征SfQ(%)QgDT(卡/克)30071.6515.2017.2660.36725131051.2114.7816.6260.36736431091.4417.0717.0560.36723230061.3816.1117.2360.36718330082.0116.5316.8860.367149二1煤精煤分析见表1-3所示：表1-3二1煤精煤分析表项目最小值最大值平均值总数水份Wf%0.371.951.0630灰份Ag%3.169.296.7430挥发份Vr%14.6016.6115.1930全硫SgQ%0.210.390.3222发热量卡/gQgDT79008243810917QYDT86688760872020胶质层X13.7034.5021.9021Y010.504.2520粘结指数G576342 5二1煤及一11煤的煤岩特征分析见表1-4：表1-4二1煤及一11煤的煤岩特征分析表煤层二1煤一11煤数值名称最小最大平均最小最大平均有机组份%镜质组5369.660.75981.366.5半镜质组0.730.620.81.821.212.7半丝质组1.533.66.72.66.24丝质组0.210.22.10.37.22.6稳定组0.10.10.1合计90.485.8无机组分%粘土44138336193117硫化物010101052614碳酸盐0133105131氧货物011105合计95142ROmax1641851771923）水文地质井田主要含水层本井田有较稳定的含水层五层，主要有奥陶系灰岩含水层，石炭系C3L2灰岩含水层和C3L8灰岩含水层。详见表1-5所示：表1-5含水层种类序号含水层名称地层时代含水层代号水力性质1奥陶系灰岩含水层O2O2裂隙岩溶水2太原群C3L2灰岩含水层C3C3L2裂隙岩溶水3太原群C3L8灰岩含水层C3C3L8裂隙溶隙水4二1煤顶板砂岩含水层P1S10裂隙水5第三系砾岩含水层RN裂隙孔隙水（一） 奥陶系灰岩含水层奥陶系灰岩含水层，厚约400米，与二1煤间距平均164.47米，矿区西部山区广泛出露，有利于大气降水的补给。 从以往勘探钻孔来看，奥陶系灰岩含水层是富水极强的含水层，如三矿水源孔，揭露奥灰厚度293.32米，分别于标高-495.00米和-563.00米，见到直径1米的溶洞各一个，631孔中揭奥灰厚89.07米，于标高-46.38米见直径2米溶洞一个，且在-53.72米、-112.67米也见到大小不一的溶洞，钻孔内单位涌水量q=0.6577升/秒米；渗透系数K=0.7840米/昼夜；水位标高130.5米。 矿务局地测处在三矿深部补勘时，在386O2-1孔对奥灰水进行抽水试验，奥灰水天然水位标高122.65米，钻孔单位涌水量q=1.6325升/秒米，渗透系数K=2.4662米/昼夜/。水质为HCO3-CaMg型，矿化度0.34克/升，PH=7.5，属岩溶裂隙强含水层。在有导水断层沟通的情况下，它是矿井开采受主要威胁的含水层，同时也是其它含水层丰富的补给水源。（二）C3L2灰岩含水层C3L2灰岩为一22煤直接顶板，距二1煤73.89-125.16米，平均111.22米，厚度一般为7.72米，下距奥灰顶面38.72米，据钻孔观测资料统计，冲洗液消耗量大于10m3/h的钻孔一个（383-10），1-5m3/h的钻孔5个（383-4、383-1、383-2、3838、3839），矿务局地测处在三矿深部补勘探地质报告中述及：C3L2钻孔单位涌水量q在0.01242.6193升/秒.米，渗透系数K为3.34933.44米/昼夜，水质为HCO3CaMg型，矿化度0.39克/升，PH值7.3，属岩溶裂隙强含水层。 C3L2灰岩出露面积小，仅在井田西部有零星出露，在井田内由于构造破坏或采动影响，局部地段发生水力联系，C3L2灰岩水补给C3L8灰岩含水层，进而汇入矿井，C3L2灰岩为二1煤层的间接充水岩层。（三）C3L8灰岩含水层C3L8灰岩含水层，厚度一般为4.50米，位于二1煤下23.0344.74米，平均间距34.98米。钻孔观测资料统计，冲洗液消耗量大于10m3/h的钻孔五个（3836、3833、3822、38210、3821）；510m3/h的钻孔一个，（3834）；15m3/h的钻孔两个（3835、38310）。C3L8灰岩裂隙溶隙发育，含水丰富。 浅部645孔资料：钻孔单位涌水量q为0.5324升/秒.米；渗透系数K=12.09米/昼夜；水质为HCO3CaMg型矿化度0.32克/升，PH=7.1属富水性中等的溶隙裂承压含水层。1973年在第一水平（-68）对该含水层进行了放水试验，放水孔水头下降86米，稳定流量157m3/h，于1983年在第一水平和第二水平（-291）进行联合多孔放水试验，稳定流量302m3/h，不同放水孔水头下降不一，第二水平的放水也水头大致下降313米，水压和流量均呈稳定状态。94年在三水平进行探放水，最大涌水量为20m3/h，稳定流量为16.8m3/h；95年在三水平进行探放水，最大涌水量为30m3/h，稳定流量为25.7m3/h。由于采掘活动及疏排水的影响，该层水位已大幅度下降，不同块段水位下降幅度差异甚大，181孔水位标高103.27米，3858孔水位标高-204.7米。在疏放水过程中，深部突水或钻孔放水后，浅部的出水点一般随之减小，但大多数出水点水量不枯谒，说明深部出水点不能完全袭夺浅部的出水点水量，这反映了该层在不同深度受到其它含水层通过导水渠道源源不断地补给，致使该含水层不能被疏干，据实际观测F11断层，推测F40断层，都是主要的补给渠道，再者亦反映了该含水层导水能力较差，空间上联通性不畅，不能形成统一的疏排下降漏斗，且动水位水力坡度甚大。（四） 二1煤顶板砂岩含水层（S10） S10层砂岩含水层，距二1煤的距离为025.47米，平均5.79米，其厚度为0.5021.81米，一般为8.26米。钻孔统计表明，冲洗液消耗量10m3/h的有3个钻孔（38312、38212、3822）；15 m3/h的钻孔4个（3835、38210、3824、3826），顶板砂岩含水层，裂隙发育程度较低，富水性较差，根据井下揭露情况看，一水平曾出现过出水淹下顺槽机电设备的情况，水量约10m3/h左右，对矿井生产威胁不大。（五）第三系砾岩含水层此含水层在本区发育总厚度345.3米，一般为15层，单层厚度128米，属孔隙裂隙水，水量不大，且与开采煤层间隔大，对矿井生产无直接影响。 综观全井田主要为单斜构造，轻微坡状起伏，断裂较少，各含水层见有良好的泥岩，粉砂岩隔水层存在，因此，地下水无水力联系，水文地质条件简单，对井下开采无的水患威胁。实际涌水量为305m3/h。2.2 矿井储量、年产量及服务年限2.2.1 井田界限本井田 北部以F3203边界，西部以二1煤层露头风氧化带为界，南部以F20和F16为边界，东部为为自然边界。井田南北走向3公里，东西倾斜宽5.2公里，井田面积11.6平方公里2.2.2 井田储量根据河南鹤壁煤业（集团）公司提供的资源储量核查报告，整合扩界后全区共查明二1煤资源储量899.53万吨,其中，动用资源储量301.83万吨，保有资源储量为597.70万吨。详见表1-6资源量估算结果明细表1-6块段编号资源储量类型水平面积（m2）倾角(度)煤厚（m）视密度（t/m3）资源储量（万吨）保有动用1-(111b)(111b)1356083.371.406.402-（121b）（121b）1420485.141.4010.223-（111b）（111b）22120089.541.40295.434-（121b）（121b）42056812.891.4075.895-（333）（333）29225812.311.4050.376-（333）（333）2923987.781.4031.857-（121b）（121b）444684126.831.40425.218-（333）（333）6508124.571.404.16合计800676597.70301.83总计899.53 2 ）、可采储量（一）、可采储量可采储量=(工业储量-永久煤柱)采区回收率工业储量=保有储量-断层煤柱-呆滞储量其中、断层煤柱为82.22万吨,呆滞储量为10.22万吨。经计算工业储量为505.26万吨。永久煤柱包括工业广场煤柱、井田边界煤柱，合计为193.86万吨。采区回收率：井田内二1煤层厚度为1.9215.46m、平均煤厚7.22m，为厚煤层，采区回收率按75%计算，剩余煤层开采损失为77.85万吨。经计算矿井可采储量233.55万吨。2.2.3 矿井年产量及服务年限1）矿井工作制度矿井设计年工作日为330天，每天三班工作制，净提升时间为16小时。2）矿井设计生产能力及服务年限本井田内主要可采煤层为二1煤，根据井田范围内的储量情况和二1煤层赋存情况，确定矿井设计生产能力为30万吨/年，则矿井服务年限为：T=E（AK）=233.55(301.3)=6.0年式中 E矿井可采储量，万吨 A矿井生产能力K储量备用系数，取1.3。2.3 井田开拓2.3.1 概述开拓方案）开拓方式三矿矿井是河南省鹤壁市规划区中的一个矿井，位于鹤壁市区北约4.4公里，井田范围：北部以F3203为界，西部以二1煤层露头风氧化带为界，南部以F20和F16大断层为边界，东部以自然边界为界。井田南北走向3公里，东西倾斜宽5.2公里，井田面积11.6平方公里。 采用斜井开拓方式，皮带运输可以确保煤的连续性，但是，由于本井田倾斜长度比很长，采用斜井井筒一般都比较长，煤的提升费用较高，工业场地分散，故一般不采用斜井。本矿井设计为立井开拓2）影响开拓的因素矿井开拓方式主要受煤层埋藏深度和煤层倾角的影响，表土层厚度，瓦斯涌出量水文地质情况等地质因素，也影响井田开拓方式的选取。1、本井田内地质属构造比较简单类型，有断层出现，会对井下开采略有影响。2、矿井瓦斯比较小，对综采工作面生产能力影响不大。3、煤层赋存一般，开采深度一般为200500m左右，随开采深度增大瓦斯的含量也会增加可能对开采有些影响。4、在井田范围内二1煤层发育良好，平均可采厚度为8.26m，煤层赋存稳定给综采工作面高产创造较好的物质条件。3)开拓方案开拓方案：立井两水平开拓由于本井田煤层为近水平煤层，煤层赋存条件较好，地质构造简单，采用立井开拓，不受自然地质条件的限制，井筒短，提升速度快，提升能力大，有助于辅助提升，井筒布置在靠近井田中心位置。运输、提升费用较低。主井井深440m，用于提升；副井井深为421m，用于上下人员、运料、运设备和矸石并兼作进风和排水；风井井深410m，专门作回风用。准备方式为带区式准备，运输大巷和轨道大巷沿煤层走向布置在煤层底板岩石中，大巷水平标高-180 m，回风大巷布置在煤层当中；沿煤层倾向布置工作面。运输大巷采用皮带运输机运煤。 立井开拓系统剖面图见图1-7 图1-7 立井两水平开拓系统剖面图2.3.2 井筒1）井筒形式、数目及位置井筒形式该井田内地势太行山前缓丘陵地貌，煤层地层第三、四系地层所覆盖，可采煤层埋藏深，倾斜长度大，故采用立井开拓方式，可以合理的兼顾浅部和深部的开采。这样井筒短，提升速度快，提升能力大，适应能力强。井筒的数目采用立井开拓时，一般只开凿一对提升井筒（主、副井），风井的个数应根据安全生产、通风需要和一井多用的原则合理确定。本设计矿井为低瓦斯矿井，矿井主、副井进风，风井回风，一次性在工业广场内开凿主副井，以保证矿井能够安全生产。井筒位置的选择。井筒位置的选择应首先满足第一水平的开采、缩短贯通距离，减少井巷工程量。在一般情况下，井筒位置应选择在井田中央或最小货载运点上。选择井筒位置既要力求做到对井下开采有利，又要注意使地面合理布置，还要有利于井筒的开掘和维护。本设计矿井地面平坦，井筒位置不受地面的限制，因此，确定井筒位置只考虑井下开采有利的位置。因此，设计将井筒位置布置在井田的中央偏左。2）井筒特征、井筒断面尺寸、确定依据：1、提升容器的种类、数量及外形尺寸；2、井筒装备的类型、规格、最小允许间隙；3、井筒的用途、管路、电缆、梯子间的平面尺寸。设计矿井年量为120万t/a，初选立井井筒装备如下：本矿井采用立井开拓，井筒穿过表土冲积层，含水层等，矿井的年产量为120万吨。选用副井井筒直径6.5m的圆形井筒，井深421m。井筒装备采用一队1.5吨双层双车罐笼。其型号为GDG1.5/6/2/2。井筒采用钢筋混凝土支护。混凝土壁厚400mm,充填100mm。主井采用直径为6.5m的圆形井筒，井深440m,提升容器采用一对9吨箕斗。其型号为JDG12/110*4。 井筒采用钢筋混凝土支护，混凝土壁厚400mm,充填100mm。风井采用直径为5.5m的圆形井筒，其内布置梯子间，作为紧急出口。井壁厚350mm，充填50mm。风速校核公式如下：式中 ：通过井筒的风速，m/s； 通过井筒的风量，m3 /s； 井筒的净断面积，m2； 井筒的有效断面系数，圆形井为0.8；安全规程第101规定的允许最大风速。副井：3.9148 m/s风井：5.4715 m/s井筒名称主井 副井南风井井口坐标X(m)397896639791133978158Y(m)385110663851105938510125Z(m)+235+235+230用途提煤提人、运料、排矸回风提升设备一对9吨箕斗。其型号为JDG9/110*41.5吨双层双车罐笼。其型号为GDG1.5/6/2/2BDNO24型风机井筒倾角()909090断面形状圆形D 6.5m圆形D 6.5m圆形D 5.5m支护方式钢筋混凝土钢筋混凝土混凝土井筒壁厚(mm)400400350提升方位角()159159井筒深度(m)440421410断面积净m2)33.1733.1723.75掘m2) 44.1644.1631.17井筒特征2.3.3 井底车场及硐室 22采区设上、下车场和中部车场。上、下车场为平车场形式，中部车场为单侧甩车场，车场内为单道起坡。采区下车场设采区变电所、排水泵房及内外环水仓，采区上车场设绞车硐室。2.3.4 开采顺序及采煤工作面的配置1）开采顺序在井田范围内，采区范围的区段开采顺序为下行式，即先采上区段，后采下区段。区段内煤层采用分层下行开采，先采上分层，后采下分层。2）采煤工作面的配置为实现高产高效，低成本、低坑耗，符合一矿一井一面或两面的发展趋势，降低开拓及生产巷道掘进率，简化生产系统，使矿井朝高度集中、简单可靠的方向发展，设计矿井一个综采工作面和一个炮采工作面。采区走向长2500米，一个综采工作面（或者一个炮采工作面）和两个煤巷掘进工作面。综机工作面采用MLSS3-170型调高双滚筒采煤机。该机生产能力为0-780吨/小时，采高使用于1.6-3.0米，截深为0.6米，牵引速度为0-9.3米/分，该机构造简单，操作方便，性能良好，生产能力大、外型小，除尘系统可靠等优点，为此综采工作面采用MLSS3-170型机组为理想的采煤机。由于MLSS3-170型采煤机本身带有弧型挡煤板所以工作面可以实现机械化装煤，不需要专门的装煤设备。炮采工作面采用单体液压支柱，正悬臂齐梁直线柱布置，控顶距为2.4-3.2米，即最小控顶距三排支柱，最大控顶距为四排支柱，每推进一排放一次顶，采用刮板输送机将煤运出。2.4 采煤准备2.4.1 采煤方法本矿井开采的二1煤层位于二迭系山西组下部二1煤层，煤层厚度1.9213.35m，平均7.25m；煤层倾角平均812。煤层底板标高为-160+70m,埋深140340m,。煤层结构简单，不含夹矸，全区可采。井田地质构造和水文地质条件简单，为低瓦斯矿井。确定采用走向长壁炮采放顶煤采煤法，一次采全厚,全部陷落法管理顶板。2.4.2 采区巷道布置及生产系统4（一）、采区巷道布置：22运输下山布置在二1煤层底板岩石中，22轨道下山布置在二1煤层中，沿煤层顶板布置。采区中部车场布置在煤层及底板岩石中。为减少煤柱损失，提高资源回收率，设计采用走向沿空掘巷方式布置工作面的上下顺槽，工作面采用跳采方式接替。（二）、区段划分：本采区共划分为5个区段，可布置8个采煤工作面。(三)、根据井田开拓方式及采区巷道布置方式，全矿井以一个炮采放顶煤工作面和两个煤巷掘进头来保证矿井设计生产能力，投产工作面为22081工作面，位于22采区下部。22采区煤层平均厚6.83m，一次采全高。则回采工作面生产能力为：Q=LYMRC回=804006.831.4093%=284565(t)式中：Q回采工作面年产量，tL工作面长度 ，取80mY工作面年推进度，取400(m/a)M工作面采高，取6.83mR二1煤体容量，取1.40(t/m3)C工作面回采率，取93%掘进出煤按回采面年产量的10%计算，则矿井年产量为：A=2845651.10=313022(t)经计算：完全可以满足矿井30万吨/年的矿井设计生产能力。2.5 矿井运输、提升及排水2.5.1 矿井运输（一）、煤炭运输系统：回采面原煤（或掘进头原煤）运输顺槽22运输下山主井底煤仓主井地面贮煤场。（二）、矸石及辅助运输系统：掘进矸石掘进巷道22轨道下山22上车场轨道大巷副井底车场副井地面。设备及材料（平板车及材料车）副井罐笼井底车场22上车场22轨道下山中部车场工作面顺槽或掘进工作面2.5.2 提升设备主副井为一对立井，井筒直径为6m，主井井口锁口标高+93.5m，井底轨面标高-224.5m，井架箕斗卸装标高+106.44m，井底箕斗座标高-209.5m。井筒深度318m。提升高度315.49m，采用一对8 m3（6吨）箕斗提煤，并采用静水压拉紧装置密封钢丝绳罐道。副井井口锁口标高+93.3 m，井底轨面标高-225m，井筒深度和提升高度318.3m，采用一对一吨双车单层多绳提升罐笼，绳尾为7418-130型扁钢丝绳。并采用球扁钢固定灌道。1）主井提升主井装备一对8 m3（6吨）箕斗，专供提煤用。提升设备选用一台ZJK-3.51.7/15.5提升机，其规格如下：卷筒数量： 2个卷筒直径： 3500卷筒宽度： 1700钢丝绳最大静张力： 17000钢丝绳最大静张力差：11500减速比： 1：15.5配用YR143-39-12型电动机，电压为6KV，容量为630KW，转速为491转/分。选用TKD-1286型交流传动控制设备，带动力制动。提升绳采用619+1-37-170-I-ST型钢绳，直径37，重量4.6/ m。最大绳速5.8 m/s，年提升能力144MT为设计年产量的160%。提升信号采用声光双重信号，转发直发两种方式。2）副井提升设备副井装备一对一吨双车单层多绳提升罐笼，专供提升人员、物料和矸石。提升设备采用JKD-1.854型多绳轮绞车，其减速比为8.8,最大绳速5.8 m/s，配备ZD2-152-18型直流电机，其容量为400瓦，电压440伏，转速为500转/分。附全套电动发电机组的电控设备。所采用的一吨矿车单层双车多绳罐笼，其平面规格为45001400毫米，并采用等重尾绳平衡系统，主绳采用三角股钢丝绳，其规格为：6 20+1-21-170-特-Z（S）-T-b-乙左右捻向各两条，重量1.87公斤/米，尾绳采用扁钢丝绳两条，规格为：7418-130型。钢丝绳对衬垫的摩擦系数采用0.2，围抱角180度，罐笼自重约5吨。提升高度318.3米，计算结果如下：最大静张力：1232016140公斤最大静张力差：36723680公斤衬垫压力：15.220公斤/平方公分静防滑安全系数：1.971.75动防滑安全系数：1.51.25防滑允许加速度：0.950.5公尺/秒防滑允许减速度：4.40.7紧急制动力：3.2632.5.3 排水设备回采工作面涌水经顺槽自流到区段进风联巷，再经22运输下山流至22采区水仓，再经22轨道下山排至采区上车场，经轨道大巷自流到副井底水仓，经副井排至地面。鉴于该矿水量较大，在万一突水时能在水中运转的潜水泵较为适宜，但在付井底的安装有困难，因此，研究决定普通卧泵和潜水泵混合排水方式排水比较合理。1）潜水泵3台，一台使用，一台备用，一台检修。安于主井底水窝，每台泵配一趟419毫米管路直接排出地面。潜水泵规格：水量20吨/分1200吨/时扬程：360米容量：1600瓦2）卧泵15台，8台适用，5台备用，2台检修。安于主泵房内，配备6趟419毫米管路，经管子道由副井排出地面。卧泵规格：水量：7吨/分420吨/时扬程：360米电动机：JSQ158-4680瓦6000伏3 矿井通风设计3.1 通风系统选择本矿井开采的二1煤层位于二迭系山西组下部二1煤层，煤层厚度1.9215.46m，平均7.22m；煤层倾角平均812。煤层底板标高为-160+70m,埋深140340m,。煤层结构简单，不含夹矸，全区可采。井田地质构造和水文地质条件简单，为低瓦斯矿井。由于矿井服务年限较长，考虑到通风及设备选型，矿井所需风量和风压的变化等因素，分为两期进行设计5。第一水平为前期，走向长5000米，倾向长1000米。第二水平为后期，考虑到开采深度及通风路线长度的增加，原定再上一个风井，为混合式通风，以满足通风需要。3.1.1 主要通风机的工作方法抽出式主要通风机使井下风流处于负压状态，当一旦主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；压入式主要通风机使井下风流处于正压状态，当主要通风机停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加。采用压入式通风时，须使矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。根据本矿的实际情况，瓦斯含量大，易突出，是不宜采用压入式通风的。因此，确定通风机工作方法为抽出式通风。3.1.2 通风系统选择根据矿井瓦斯涌出量，矿井设计生产能力，煤层赋存条件等因素，考虑两种可行方案，分别是中央边界式和两翼对角式。中央边界式的适用条件是：煤层倾角较小、埋藏较浅、走向长度不大，而且瓦斯、自然发火比较严重的矿井，采用中央边界式是较合理的。它与中央并列式相比，安全性要好，通风阻力较小，内部漏风小，这对于瓦斯、自然发火的管理工作是较有利的，且工业广场没有主要通风机噪音的影响。两翼对角式的适用条件是：煤层走向长度超过4km，井型较大，煤层上部距地面较浅，瓦斯和自然发火严重的矿井，采用两翼对角式比较适宜。经比较，矿井走向长度约5km，较适合两翼对角式，另外，两翼对角式通风具有路线短，易于控制管理风路，巷道掘进量小，通风阻力小等优势，因此，选用两翼对角式通风6。3.2 风量计算及风量分配依据在煤矿实习收集的有关资料，按生产矿井的风量计算方法进行。其原则是：矿井的供风量应保证符合矿井安全生产的要求，使风流中沼气、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速、气温等必须符合规程有关规定。创造良好的劳动环境，以利于生产的发展。风速验算的要求：各条井巷的供风量确定后，按规程第101条规定的风速进行验算。如果某条井巷的风速不符合规程规定，则必须进行调整，然后将各地点、各巷道的风量、断面、风速列成一览表7。规程规