九龙矿150万t新井通风设计说明书.docx

九龙矿150万t/a新井通风设计

1.1 矿井地质概况
1.1.1矿区概述
九龙矿位于河北省邯郸市峰峰矿区东南部。九龙矿地处鼓山东麓。区内有公路与主干道相通，向北39.5公里到邯郸市与107国道和京深高速公路接壤，并向北32公里与309国道相连北起以F9-1 和F9-2断层，南以F26 断层，西以F8断层,分别与九龙矿井田、梧桐庄井田、二矿泉头扩大区和新三矿相邻，东以二号煤层-900的等高线为边界。井内的气象参数按表1所列的平均值选取。
表1 空气平均密度一览表
季节 地点
进风井筒（kg/m3）
出风井筒（kg/m3）
冬
1.20
1.17
夏
1.172
1.153
1.1.2 井田地质特征
南北走向长度约为 8km。东西倾斜宽大约大约2.5km。井田面积约20 km2。
1.1.3 煤层特征
本矿井可采煤层有2煤层，其煤层平均厚度为6.2m，具体参见图1 综合地质柱状图。根据精查地质报告的瓦斯地质资料，1985年，抚顺煤研所确定本矿井-600m水平瓦斯相对涌出量为24.1 m3/t.d，-850m水平瓦斯相对涌出量为26.9 m3/t.d，属高瓦斯矿井。
九龙矿煤类为烟煤，煤尘爆炸指数均大于15%，都具有爆炸危险性，在精查勘探与二水平补勘阶段井田内2、4、8、9号煤层进行了煤尘爆炸性实验，均有爆炸危险性。
矿井投产以来，井下煤层及地表煤堆、矸石山未发生过自燃现象。经煤炭科学研究总院抚顺分院对九龙矿2、4号煤的自燃进行了鉴定，鉴定结果表明2号、4号煤为三类不易自燃。
表1-1 综合柱状图
柱状
厚度（米）
岩性描述

240.00
表土，无流砂

8.60
砂质页岩

8.40
泥质细砂岩，沙质泥岩互层，稳定

0.20
沙质泥岩，松软

2.40
k2煤层，块状r＝1.25

4.20
灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬

7.80
灰色砂质泥岩

4.80
泥岩细砂岩互层

4.60
薄层泥质细砂岩，稳定

0.20
泥岩，松软

2.80
k2煤层煤质中硬r＝1.28

8.20
灰白色砂岩坚硬抗压强度600～900公斤/cm2

24.86
灰色中、细砂岩层互层
1.2 矿井开拓方式
2.1 井田境界与储量
矿井地质资源量：2#煤174.50（Mt），矿井工业储量164.50（Mt）， 矿井可采储量119.07（Mt），本矿井设计生产能力为150万t/年。工业广场的尺寸为450m×400m的长方形，工业广场的煤柱量为1133 (万t)。
2.2 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限
本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，“三八”工作制，即二班生产，一班准备，每班净工作时间为8个小时。净提升时间为14小时。本矿井的设计生产能力为150万吨/年,矿井服务年限为61年。

图1 综合地质柱状图
2.3 井田开拓
工业场地的位置选择在主、副井井口附近，了均衡矿井初期和后期的生产运输量，缩短通风网路，决定将井筒的位置设于井田中央偏东的位置，风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下，与提升井筒的贯通位置最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井采用两翼对角式通风，故将风井布置在边界。
本矿井采用两个水平划分，一对立井二水平开拓，一水平标高为-650m( 采区布置)，二水平标高为-850m（采区布置），两水平之间通过斜井延伸。主要运输大巷沿煤层走向布置。井底车场为梭式车场，立井井口设在井田中央偏东，井口标高为+117m。
本设计主要开拓巷道有运输大巷和轨道大巷均布置2号煤层底版岩中层。辅助运输大巷和胶带输送机大巷沿煤层底板布置，巷道坡度随煤层而起伏，一般为0-3º左右。
矿井为立井开拓，煤炭由主立井箕斗提升运到地面。物料经副立井罐笼运输到井底车场，然后架线电机车运到盘区。矸石由1.5t矿车经架线电机车运至井底车场经副井罐笼提升到地面。
1.3 矿井开采方法
3.1 采区巷道布置及生产系统
2号煤层为单斜煤层，煤层走向NE，长8016m；倾向NW，倾斜长度平均为2496m；倾角13°。煤层平均厚度6.2m，煤层较稳定。
首采区为南一采区，采用走向长壁采煤法。采区走向长度为4000m，倾斜长度935m，双翼布置，上山开采。因此工作面长度设计为150m，采用综采放顶煤，所以把整个采区划分分5个区段，10个工作面。

根据九龙矿2号煤层的赋存条件，适宜建设采用一矿一面达产。开采南翼采区时，在北翼同时开掘准备及回采巷道，为工作面接替做好准备。待首采采区全部采完后，北采区一采区工作面已经准备出来，可以投入生产，依次类推。同理，设计首采采区的工作面接替顺序为两翼跳采。即：2201→2406→2202→2407→2203→2408→2204→2409→2205→2410。
3.2 采煤方法
本矿采用综合机械化采煤的回采工艺（简称综采），放顶煤，全部垮落法管理顶板。工作面的推进方向确定为后退式。根据工作面的关键参数，选用编号为ZC186—ZZ38的配套设备：液压支架ZZPF4800/17/33、采煤机MXA—300/3.5D、刮板输送机SGZ-764/400、 SZZ-764/160型转载机、SB1200型破碎机、SSJ1000/2×160型带式输送机。采煤机截深0.8m，其工作方式为双向割煤，追机作业，工作面端头进刀方式。工作面用先移架后推溜的及时支护方式。
3.3回采巷道布置
本工作面采用综采放顶煤采煤工艺，回采巷道采用一般的“内错式U+L”型布置方式，即一条区段运输顺槽,一条区段回风顺槽和一条高顶排放瓦斯巷。该采区采用双巷布置，间留15m的煤柱，掘进通风简单，通风阻力小。回采巷道宽度为4.2m，高度为3.3m。高顶瓦斯排放巷为3000×2000mm。
3.4部分井巷特征参数
表2部分井巷特征参数 （其他井巷参数自行设计、计算或在相关图纸上提取）
井巷名称
长度(m)
断面（m2）
周长（m）
副井

44.16
23.55
井底车场及石门

15.6
15
轨道大巷

15.6
15
采区下部车场

14.3
13.85
运输上山

14.3
13.85
运输石门

14.3
13.85
区段运输

13.86
15
工作面

10
14
区段回风

13.86
15
高顶排放巷

6
10
回风石门

14.3
13.85
回风上山

14.3
13.85
回风大巷

15.5
15
风井

19.6
19.5
风硐

12
11.79

2.1 矿井通风方式

中央并列式 中央分列式

图2-1 矿井通风系统类型

2490
3000
747

315
8000
252
315×2
8000
504

999
504

2490
90
22.41

315
120
3.78
315×2
120
7.56

26.19
7.56

999
504

26.19
7.56

280
560

1305.19
1017.56
2.2通风机工作方法

2.3采区通风
2.3.1确定采区通风系统
2.3.2回采工作面通风方式
：

3.1 配风的原则和方法
3.2 风量的计算

则 141≤≤2256
可知回采工作面的风量满足要求。4）备用工作面的需风量
备用工作面的需风量通常取为生产采面的需风量的一半,当采区风量不富裕时，也可按工作面不聚积瓦斯为原则配风，但工作面风速不应小于15m3/min。
表3-2风量分配表

综合上述，并根据两翼对角式通风方式服务的前期和后期不同的用风地点的风量，以及矿井开拓方式的改变，得矿井总风量。
矿井总风量：

网图为4-1。
为4-2。

l
(m)
α×104
(NS2/m4)
u
(m)
s
(m2)
q
(m3/s)
h
(Pa)
v
(m/s)
副井
1->2
530
343
21.9
35.8
107.22
99.76
2.746
车场及石门
2->3'
200
60
10.4
14.2
107.22
50.11
6.923
运输大巷
3'->4
1250
68
13.6
12.8
57.32
181.14
4.091
采区下
部车场
4->12
325
88.2
12
10.1
55.72
103.67
5.027
轨道上山
12->16
150
88.2
12
10.1
53.72
44.47
4.829
16->18
175
88.2
12
10.1
38.52
26.68
3.324
区段平石门
18>8
240
85
12.4
10.28
37.12
32.09
3.129
综采区段
进风平巷

1250
260
12.9
9.6
22.27
235.12
2.010
综采工作面
8->50
150
330
11.95
7.8
22.27
61.84
2.475
综采区段
回风平巷

1250
170
12.9
9.6
22.27
153.73
2.010
区段回
风石门
50->32
360
88.2
11.8
10.28
37.12
47.53
3.129
回风石门
32->33
150
88.2
12.4
9.62
57.32
60.55
5.444
风井
33->34
315
35.3
13.6
12.8
57.325
23.6964
5.094

1120.427

l
(m)
α×104
(NS2/m4)
u
(m)
s
(m2)
q
(m3/s)
h
(Pa)
v
(m/s)
副井
1->2
530
343
21.9
35.8
122.62
130.47
3.29
车场及石门
2->3'
200
60
10.4
14.2
122.62
65.54
8.31
运输大巷
3'->5
1280
68
13.6
12.8
67.52
257.33
5.06
采区上
部车场
5->61
50
88.2
12
10.1
65.92
22.32
6.38
轨道下山
61->63
375
88.2
12
10.1
64.58
160.69
6.10
63->85
225
88.2
12
10.1
62.58
90.54
5.90
区段平石门
85->71
140
88.2
12
10.1
41.38
24.63
3.80
综采区段进风平巷

1250
260
12.9
9.6
24.83
292.21
2.40
综采工作面
71->71'
150
330
11.95
7.8
24.83
76.86
2.95
综采区段回风平巷

1250
170
12.9
9.6
24.83
191.06
2.40
区段回
风石门
71'->65'
100
85
12.4
10.28
41.38
16.61
3.73
轨道下山
65'->63'
20
88.2
11.8
9.6
62.58
9.21
6.21
采区上
部车场
63'->61'
375
88.2
11.8
9.6
64.58
184.02
6.41
轨道上山
61'->31
875
88.2
11.8
9.6
65.92
447.29
6.56
回风石门
31->33
150
88.2
12.4
9.62
65.92
53.71
6.73
风井
33->34
315
33.3
13.6
12.8
122.62
102.28
5.06

2124.84

图4-2 通风困难时期网络图

5.1 风机参数及自然风压计算

季节 地点
进风井筒（kg/m3）
出风井筒（kg/m3）
冬
1.28
1.20
夏
1.20
1.24
困难时期：Qf =1.2×97.1438=116.572m3/s
5.2 通风机及电动机选择

(5-8)
根据以上的计算，选取Y4502-10型三相异步电动机，其工作参数见表5-3
表5-3 Y4502-10型电机工作参数
型号
额定功率/ kW
定子电流/A
额定负载下
重量/kg
效率（％）
功率因数cosΦ
转速/（r/min）
Y4502-10
250
32
93.3
0.78
590
3086

图 5-2 立井井口防爆盖示意图
1-防爆井盖；2-密封液槽；3-滑轮；4-平衡重锤；5-压脚；6-风硐

图5-3 轴流式通风机扩散器

一般计算吨煤的通风成本，它包括：吨煤通风电费，通风设备的折旧费和维修费，专用通风巷道的维护费。
6.1 吨煤通风电费
矿井在两个时期选用一台风机，矿井主要通风机年平均电耗用下式计 算： (6-1)
式中：
—矿井主要通风机年平均电耗，万度；
—电机容量，KW；
—电机效率，取0.9；
—电网效率，取0.9；
r—每日工作小时数，主要通风机每天工作24小时；
T—年工作天数，365。
由上式计算得： 矿井主要通风机年平均电耗为：
If=1730.37037万度
工业用电为0.5元/度；
则吨煤电费为：1730.37037×0.5/150=5.7679元/吨煤
6.2 通风设备的折旧费和维修费
查《煤矿》生产经营指标得，一全套风机房的所有通风设备造价共计280万元，起回收率为4%，服务年限为25年，则年折旧费用为：
万元
则吨煤通风设备的折旧费为元/吨煤
维护费是指大中小及日常维护所需要的主要配件，维护及材料的消耗等。查《生产经营指标》通风设备的年维护费用为80000元/年，则通风设备的吨煤维护费用为：元/吨煤
故通风设备的吨煤折旧费和维护费为：
0.143+0.0533=0.1963元/吨煤
6.3专用通风巷道的维护费
专为通风服务的井巷维护费主要包括回回风顺槽，回风井等，查得各井巷在其服务年限之内的维护费为：
风井： 380元/米
回风顺槽： 400元/米
则专为通风服务的井巷维护费用为：
=133.7万元
故其吨煤维护费用为：元/吨煤；

6.4 通风区队全体人员的工资费
根据工资制度及人员数计算得一年的工资支出为：100万元；
故吨煤的支出为元/吨煤；
6.5矿井通风费用
矿井通风费用包括：电费、通风设备的折旧费和维修费、通风员工工资费用。所以本矿井的吨煤通风费用为：5.7679+0.1963+0.667+0.6=7.2312元/吨煤。

[1] 王德明 主编，《矿井通风与安全》，中国矿业大学，2005年12月
[2] 《煤矿矿井采矿设计手册》编写组，《煤矿矿井采矿设计手册》下册，煤炭工业出版社，1982年2月
[3] 孙 研 主编，《风机样品》下册，机械工业出版社，2003年5月
[4] 《采矿学》
[5] 淮南煤炭学院，《井巷设计》，煤炭工业出版社，1982年5月