某煤矿技术改造初步设计通风.doc

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1、第一章 井田概况及地质特征第一节 井田概况根据河南省煤炭铝土矿资源整合领导小组办公室文件关于对郑州矿资源整合初步实施方案的批复的精神，将登封市XX煤矿和XX煤矿整合为登封市XX煤炭有限公司煤矿，整合后生产规模0.15Mt/a。一、位置交通登封市XX煤炭有限公司煤矿位于登封市东南部。行政隶属登封市XX乡管辖。地理坐标为：东经11304441130504，北纬341859341921。该区位于登封市XX乡东南1.5km处，北东距郑州市75km，西北距洛阳市80 km；区内交通以公路为主，临（汝）登（封）公路从矿区西部通过，矿区北部距新郑至宜川（水寨）铁路约5km，西南至焦枝铁路之汝州市站约60km

2、，东距京广铁路新郑站50 km。矿区附近各乡镇之间简易公路纵横成网，四通八达，交通条件较为便利，见图1-1。二、自然条件1、地形地貌本区为低山丘陵地形。区内最高海拔标高为409.40m，最低海拔标高为354.40m，相对高差为55.00m。矿区地势总体呈东北高，西南低，地面坡度大，冲沟较发育，有利于大气降水的迳流和排泄。图1-1 交通位置图2、水系本区属淮河流域颍河水系，区内溪流多为季节性冲沟，旱季干涸断流，雨季流量暴涨暴落，水位、水量具明显的季节性动态变化特征。沟谷多发源于南部山区，雨季沟谷汇集而成的水流，自东南流经矿区南缘，向北经券门水库后向北于东金店东汇入颍河。矿区西北约2公里处筑有券门

3、水库，为一中小型水库，总库容1713万m3，兴利库容703万m3，最高洪水位标高+349.25m，主要用于拦蓄洪水，农田灌溉，水产养殖及观光旅游等方面，常年有水，为附近主要地表水体。三、气象与地震1、气象本区属大陆性半干旱型季风气候区。夏、秋两季炎热多雨，冬、春两季寒冷干燥。年降雨量为417867mm，一般为600800mm；降雨多集中在79月份，约占全年降雨量的65%。年平均气温14.6，七月份最热，历年最高气温高达44.6；元月份最冷，历年最低气温达-18.2。最大冻土深度为20cm。春、夏、秋三季以东北风、东风为主，冬季以西北风为主，冬、春季风力较大，最大风速可达20m/s。2、地震据河

4、南省地震局资料，登封市及邻近地区近期未发生过大的破坏性地震。历史上有记载的较大地震有6次均波及本区，并造成较大损失。七十年代中期曾发生过3次2.5级以上有感地震，未造成损失。本区地震烈度为度。四、矿山开采情况登封市XX煤炭有限公司煤矿由XX煤矿和XX煤矿整合而成，整合前矿井开发生产情况为：（一）XX煤矿XX煤矿位于本区北部，属集体企业，1984年4月建井，1985年5月投产，开采二1煤层，原设计生产能力为3万吨/年，整合前核定生产能力为6万吨/年。共建立井4个（其中2个已报废），斜井一个。竖井单水平上下山开采，采煤方法为走向长壁式、炮采，中央机械并列通风，矿井排水为泵排，煤层顶板采用一次垮落法

5、管理，现开采水平在+230m水平以浅。历年累计动用资源储量44万吨，采空区主要分布在矿区的南部及西部。在以往采掘范围内，煤层稳定，煤厚4.709.13m，平均5.70m。煤层结构简单，不含夹矸。煤层倾角820，煤层直接顶板为砂质泥岩或细粒砂岩，底板为砂质泥岩。矿井正常涌水量为60m3/h，最大涌水量为90m3/h，多为顶板淋水。矿井瓦斯相对涌出量为6.70m3/d.t，现按低瓦斯矿井管理；在回采过程中煤尘较大，但未发生过煤尘爆炸事故。（二）XX煤矿XX煤矿位于本区南部，属集体企业，始建于1995年6月，1996年4月投产，采至同年11月停产。1996年12月1998年9月因市场疲软停产，199

6、8年10月2000年8月恢复生产，2000年9月后因资金问题及停产整顿未正常生产；2001年10月24日通过验收。竖井开采二1煤层，设计生产能力为1万吨/年。采煤方法为走向长壁式，炮采，中央机械式通风。采掘范围内煤厚3.809.20m左右，煤层结构简单，一般不含夹矸。煤层直接顶板为灰黑色砂质泥岩和黑色泥岩，间接顶板为灰色细粒砂岩；底板为砂质泥岩。矿井正常涌水量为10m3/h, 最大涌水量为20m3/h，主要为顶板淋水为主。矿井瓦斯涌出量低，现按低瓦斯矿井管理；该矿在开采过程中，未发生过煤尘爆炸和煤的自燃事故。经历年开采，本矿累计动用资源储量17万吨，采空区主要分布在矿区南部。六、水源、电源1、

7、水源本区为低山丘陵地形。区内最高海拔标高+354.4409.4，相对高差55.0m。矿区地势总体呈东北高，西南低，地面坡度大，冲沟较发育，有利于大气降水的迳流和排泄。矿井生活用水取自东XX村自来水管网，生产用水利用经沉淀处理后的矿井排水，矿井井型较小，可以满足矿井用水的需求。2、电源矿井为双回路电源供电，一回路来自新欣35kV变电站，一回路来自XX35kV变电站，供电距离均为10km，采用LGJ-50mm2钢芯铝铰线，电压10kV。高压入井。第二节 矿产资源概况一、区域地质背景本区位于登封煤田颖阳庐店向斜的南翼东段，XX井田的中部，主要发育寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系和第四系地层；其中石炭系

8、和二叠系为主要含煤地层。主要可采煤层为赋存于山西组下部的二1煤层，发育稳定，为普遍可采的厚煤层。二1煤层露头附近区域断裂构造较发育，主要为走向断裂和北东向两组断裂。本区地层分述如下：1、寒武系上统长山组（3ch）为浅灰灰黄色薄中厚层状白云质灰岩，局部夹泥质条带，厚109.00213.00 m，平均128.00 m。2、奥陶系中统马家沟组（O2m）岩性以浅深灰色厚层状角砾状石灰岩为主，隐晶质，局部夹泥质灰岩，平均厚度18 m。本组地层与下伏寒武系地层呈平行不整合接触。3、石炭系（C）（1）中统本溪组（C2b）主要为灰、深灰色铝质泥岩，局部为铝土矿，具鲕状和豆状结构，含黄大量黄铁矿结核。在HG曲线

9、上呈下低上高的异常反映。该层铝质泥岩是对比一1煤层的主要标志层之一。本组平均厚度10.00m。为泻湖海湾相沉积，层位稳定。本溪组与下伏地层为平行不整合接触。（2）上统太原组（C3t）由灰、深灰色、灰黑色、黑色石灰岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩和煤层等组成， 平均厚48.00m。依据其岩性组合和沉积特征可分为三段。下部灰岩段自太原组底界至L4石灰岩顶界，主要由灰深灰色石灰岩及煤层组成，含石灰岩4层（L1L4），中夹泥岩或砂质泥岩薄层，具燧石团块和黄铁矿结核，含蜓类、介形类、海百合、腕足类等动物化石及其碎屑，其中L1及L2石灰岩全区发育、层位稳定，含燧石结核本段含煤3层（一1一4），除一3煤局部可采外，

10、其余均不可采。本段厚度一般16.00m。中部碎屑岩段自L4石灰岩顶界至L7石灰岩底界，由深灰色中细粒砂岩（俗称胡石砂岩）、灰黑色砂质泥岩、泥岩组成，夹薄层石灰岩二层（L5、 L6）及薄煤两层（一5、一6），均不可采。泥岩中含植物化石碎片和黄铁矿结核，具水平层理和波状层理，砂岩以石英为主，呈正粒序，为区内辅助标志层（胡石砂岩）。本段厚度一般14.00m。上部灰岩段自L7石灰岩底至L9石灰岩顶。以深灰灰色石灰岩为主，夹深灰色泥岩、砂质泥岩，该段含石灰岩3层（L7、L8、L9），具方解石脉和少量黄铁矿结核，含蜓类等动物化石。其中L7石灰岩呈中厚层状，隐晶质，含燧石结核及条带，具不规则方解石脉，特征明

11、显，为本区主要标志层之一；L9石灰岩不稳定，常相变为菱铁质泥岩。本段厚度一般18.00 m。据太原组岩性组合、沉积特征及生物组合规律，认为本组为碎屑碳酸盐岩滨岸沉积体系，沉积时为动力较弱、温暖，清澈的浅水环境，中部的泥岩段为潮坪、泻湖海湾、障壁砂坝相沉积，胡石砂岩成分单一，成熟度高，为沙坪、潮道潮沟亚相沉积，其顶部的黑色致密泥岩则为泻湖海湾相沉积。太原组与下伏本溪组为整合接触。4、二叠系（P）本区保留最大厚度为131.00m左右，分为2个煤组（二、三煤组），二1煤层为本区主要可采煤层，其它煤层均不可采。各煤组间均以砂岩标志层分界。（1）山西组（P1sh）自二1煤层底板砂岩（局部相变为菱铁质泥岩

12、）顶至砂锅窑砂岩底，由深灰、黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及中细粒砂岩及煤层组成，包括两层砂岩：香炭砂岩为泥、钙质胶结，普遍含白云母片、炭质及菱铁质鲕粒，全区普遍发育，厚6. 00m左右;大占砂岩以硅泥质胶结为主，层理发育，层面含大量白支母片和炭质，厚7.00m左右。含煤1层，即二1煤，为全区可采煤层。山西组下部为海湾潮坪沉积体系，上部为滨海三角洲沉积。本组平均厚91.00m，与下伏太原组为整合接触。（2）下石盒子组（P1x）矿区东南部出露本组地层，区内保存最大厚度40.00m左右，由灰色泥岩、砂质泥岩紫斑泥岩及浅灰色、灰白色中粗粒砂岩组成，砂锅窑砂岩位于本组底部，厚度8.97m,为灰色粗粒砂岩，

13、为矿区一主要标志层。本组与下伏山西组为整合接触。5、第四系（Q）以角度不整合覆盖于下伏各时代地层之上。厚度为013.00m。上部为黄色耕植土、黄土或坡积物，中下部为粘土及砂质粘土夹少量砂砾石组成。三、矿区地质构造（一）总体构造特征本区位于嵩箕构造区嵩箕断隆西南部，颖阳庐店向斜南翼东段。总体为一地层走向65120，倾向33530，倾角820的单斜构造。仅在西部发育一条小型正断层（箕F31）结合XX井田构造发育情况，确定本区构造复杂程度属中等构造。（二）主要构造箕F31断层：位于矿区的西北部，为正断层，区内延伸长度约270m。断层走向43，倾向133，倾角59左右，落差4080m左右。根据矿井生产

14、资料，由于该断层靠近矿区西北部边界，对开采二1煤层影响不大。断层已查明。四、可采煤层及顶底板本矿开采煤层为二1煤层，该煤层赋存于山西组下部，上距砂锅窑砂岩73.64m。下距L9石灰岩10.02m。二1煤层埋深0130m，底板标高+230m+370m。煤层厚度为3.80m9.20m，平均厚度为6.38m。煤层结构简单，一般不含夹矸。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，老顶为中及细粒砂岩，底板以炭质泥岩、砂质泥岩为主。该煤层层位稳定，厚度变化不大，结构简单，结合XX井田二1煤层发育情况，确定本区二1煤层稳定程度属较稳定型。根据河南省登封市XX煤炭有限公司煤矿资源储量核查报告，区内二1煤层顶/底板岩性砂质泥岩

15、、中细粒砂岩为主，局部炭质泥岩， 老顶以中粗粒砂岩为主，由于受断裂构造的影响，其顶板岩体垂直裂隙发育，根据其岩性组合特征，二1煤层为类型顶/底板，属不稳定性顶底板，生产中可产生冒顶、 片帮、掉块及底板遇水易泥化变形，并产生支柱滑沉等不良工程地质现象，其工程地质条件差，生产中应加强顶、底板的观察和维护与管理工作。五、煤质1、物理性质及煤岩特征（1）物理性质二1煤为黑色，以粉状煤为主，偶见粒状、鳞片状。参差状断口，油脂光泽，质地疏松易碎，煤层厚度3.89.2m，平均6.38m，视密度为1.38t/m3，真密度1.49t/m3，煤层结构简单，属较稳定煤层。（2）煤岩特征据镜下鉴定，二1煤有机组分含量

16、在90.8%，主要由镜质组组成，占75.9%次为丝质组。镜质组中，多为均质体，木质镜煤少见。半镜质体在8.8%左右，呈碎片状，为基质所胶结。丝质组主要为半丝基质体，偶见丝质菌类体和丝质浑园体。无机组分含量9.2%，以粘土矿物为主，多呈细粒状或浸染状分布；次为碳酸盐矿物，呈细脉或团粒状分布；硫化物主要为黄铁矿，多呈脉状充填于裂隙中。显微煤岩类型以丝炭亮煤为主。2、化学性质和工艺性能（1）煤的化学性质二1煤浮煤有机元素以碳元素为主，占91.74%，氢元素含量在4.03 %，氧和硫含量较少。原煤水分含量为0.90%。属低水分煤。原煤灰分为13.72%，属低灰煤；浮煤灰分为5.888.43%，平均7.

17、48%。原煤全硫含量为0.79%，属低硫煤。磷含量为0.0050.075%，属特低磷煤。（2） 煤的工艺性能二1煤浮煤挥发分平均为13.39%。原煤干燥基恒容高位发热量，平均为29. 76 MJ/kg，属特高热值煤。浮煤胶质层最大厚度为0mm，焦渣特征为2，其焦型为粉状，粘结指数为0，区内二1煤无粘结性。3、煤类及工业用途区内二1煤层以粉煤为主，偶见粒状和鳞片状。属低水分、低灰、低硫、特低磷、特高热值之贫煤。可作动力用煤，也可做为民用燃料。六、瓦斯、煤尘及煤的自燃1、瓦斯根据2005年10月郑州市煤炭管理局郑煤 2005114号关于转发河南省煤炭工业局关于郑州市所属煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复的

18、通知，登封市XX煤矿瓦斯相对涌出量2.4 m3/t，瓦斯绝对涌出量为0.3 m3/min；根据河南省登封市XX煤炭有限公司煤矿资源储量核查报告XX煤矿瓦斯相对涌出量6.7 m3/t；矿井经技术改造后瓦斯相对涌出量按6.7m3/t，瓦斯绝对涌出量按2.1 m3/min设计；属低瓦斯矿井。矿井技术改造完成后应及时进行瓦斯等级鉴定。2、煤炭自燃倾向性根据2005年7月重庆分院煤炭自燃倾向等级鉴定报告表，登封市XX乡XX煤矿鉴定为III类，属不易自燃煤层。整合后矿井按不易自燃煤层设计。矿井技术改造完成后应及时进行煤炭自燃倾向性鉴定。3、煤尘爆炸性根据2005年7月重庆分院煤尘爆炸性鉴定报告，登封市XX

19、乡XX煤矿煤尘有爆炸性危险。矿井在生产过程中应加强煤尘防治工作。七、水文地质1、区域水文地质 本区区域上处在登封煤田东部，颍阳芦店向斜南翼东段的低山丘陵区。总的地势为南高北低，向北倾斜的单斜构造。地层走向近东西，向北倾斜，南部为寒武系灰岩组成的低山丘陵区，北部为石炭、二叠、三叠系碎屑岩组成的低山山区，中西部为第四系冲洪积沟谷。矿区处在浅部露头区，为区域地下水的补给迳流区。 根据地层岩性、厚度、含水空间特征及埋藏条件，区域上将含水岩组主要划分为：寒武奥陶系和石炭系灰岩岩溶裂隙含水岩组，二叠系及三叠系砂岩孔隙裂隙含水岩组，第四系砂/卵砾石孔隙含水岩组。 地下水补给水源有大气降水、地表水和含水层之间

20、及其侧向补给，另外还有工农业生产废水的渗入补给等，其中降水补给是本区地下水的主要补给水源。地下水在运移过程中，一部分在地质构造及地形适宜地段溢出地表，构成天然排泄点；一部分则继续向深部迳流排泄；而区内各矿井则为主要的人工排泄点。由于近年来矿井大量疏排地下水，而造成区域地下水位呈逐年下降趋势。1、主要含水层（1）煤层顶板砂岩裂隙含水层 系指煤层之上60m范围内所含砂岩裂隙含水层，岩性为细中粒砂岩，一般发育45层，累计厚度约2.4558.23m，一般20m左右，岩性完整致密，裂隙不发育，且部分被方解石脉所充填，仅在浅部风化带裂隙较为发育。据河南省登封煤田XX井田勘探（精查）地质报告资料，钻孔单位涌

21、水量为0.00620.0187l/sm，渗透系数为0.01410.297m/d，水位标高为+320.86+371.81m，水化学类型为HCO3CaMg型或HCO3NaCaMg型水，矿化度0.240.48g/l，PH值为6.757.50，水温1416，说明该含水层补给条件较差，富水性较弱。在矿井生产中，该含水层水主要以井筒及顶板淋水形式向矿坑充水，矿井正常涌水量一般为40m3/h，最大涌水量为60m3/h，水量小，易于疏排。该层为二1煤层顶板直接充水含水层。 （2）煤层底板灰岩岩溶裂隙含水层 主要由太原组上段灰岩组成，其中L7和L8灰岩较发育，层位较稳定，厚度为812 m，平均9.41 m。灰岩

22、含遂石结核，致密坚硬，岩性较破碎，岩溶裂隙较发育，但多被方解石细脉充填。据以往钻孔抽水资料，单位涌水量为0.3530.664l/sm，渗透系数为2.939.44m/d，水位标高为+269300m，水化学类型为HCO3CaMg型或HCO3-Ca型水，矿化度0.370.47g/l, PH值为7.48.3，水温1517，表明该灰岩含水层岩石空隙及导/富水性极不均一，但在断裂构造作用下，使其与下部强含水层产生水力联系时，富水性则会相应增强。该层为二1煤层底板直接充水含水层。2、主要隔水层（1）二叠系石盒子组碎屑岩段隔水层该层段残留厚度一般为50160m，由泥岩、砂质泥岩、砂岩等碎屑岩组成，以泥岩、砂质

23、泥岩为主，间夹数层中厚层状中粗粒砂岩含水层。其中，上部基岩风化带和其间中粗粒砂岩含水层，赋存有一定的水量，但由于其夹持于厚层泥质岩之间，且距开采煤层较远，又因含水层砂岩胶结致密坚硬，在该段中可起到骨架作用，相对增强了泥质岩层的抗压强度。该层段厚度大，在地表呈零星出露，补给条件不佳，裂隙不发育，透水性差，能对上部潜水含水层和下部二1煤层顶板砂岩承压含水层之间的水力联系，起到良好的阻隔作用。（2）二1煤层底板碎屑岩段隔水层二1煤层底板至L8灰岩顶界之间的砂泥质岩段，据统计，厚度介于2.6037.61m，一般在17m左右。岩性以泥岩夹薄泥灰岩及细粒砂岩为主，（底部夹一薄层灰岩或灰岩透镜体），分布连续

24、，层位稳定，裂隙不发育，透水性差，隔水性能良好，正常情况下，可阻隔下部太原组上部灰岩段岩溶裂隙水充入矿坑。3、矿床充水因素分析（1）大气降水、地表水及第四系潜水本区为低山丘陵地形，地面坡度较大，冲沟发育，大气降水迳流排泄条件好，因而无常年性地表水体。区内第四系地层呈零星发育，以坡积、洪积及冲积于沟谷、坡脚处，厚度较小，岩性复杂，含富水性差。加之下部石盒子组隔水层较厚，故此大气降水、地表水及第四系潜水对二1煤开采无影响。仅在浅部塌陷区与之沟通时会有短暂影响或井筒揭穿该层段时有少量淋漓现象 。（2）二1煤层顶板砂岩裂隙承压水二1煤层顶板砂岩裂隙含水层直接覆盖于二1煤层之上，生产开采过程中该含水层裂

25、隙承压水将首先充入矿坑，是矿坑充水的主要充水水源之一。由于该含水层单层厚度较薄，裂隙不甚发育，且补给条件差，裂隙水储存量有限，导、富水性弱，生产中易于疏排。（3）二1煤层底板灰岩岩溶裂隙承压水该含水层厚度较小，岩溶裂隙发育，但极不均一。因本区属大陆性半干燥气候区，年降水多集中于79月份，其水源补给时间短，加之含水层被第四系地层覆盖，补给量不足，故而其富水性相对较弱，一般情况下对开采二1煤层影响不大。但由于受构造张力影响，底板小裂隙发育，使煤层底板隔水层的隔水性能有所降低，并产生渗水，当受构造破坏或采矿活动破坏严重时、或与下伏C3t下段灰岩及O2m灰岩强含水层沟通时，则有可能引起底板突水，造成淹

26、井事故。（4）断裂构造对矿床充水的影响本区发育的主要断裂构造位于矿区西北部的箕F31和东南部的箕F7断层，走向北东，落差3570m。一般情况下，在较大的断裂构造形成过程中，由于受应力牵引、拖拉作用而在断裂带两侧形成较密集的羽状断裂，破坏了地层的连续性，使各个含水层间产生不同程度的水力联系。同时，断裂破碎带为地下水的运移、富集提供了通道和空间场所。因此，推测在箕F31、F7断层带下盘一侧，为地下水的相对强迳流带或相对富集区。在开采过程中，当接近该断层时，应打超前探、放水钻，并留设足够的防水煤柱等防治水措施，以防突水造成淹井事故。（5）老空水矿区浅部和顶部有二1、五3煤层的老窑采空区和废弃井巷工程

27、，推测会积存有老空老塘水，似一“地下水库”，其浅部采空区最低标高约+300m左右，是威胁矿井后期生产的潜在危险因素，生产中，当井巷工程接近该区时，应打超前探、放水钻，并留设足够的防水保安煤柱，避免盲目揭露，造成溃水淹井事故的发生。（6）周邻生产矿井对本矿的充水影响本矿周邻生产矿井的矿坑排水，有利于本矿的疏水降压，是一有利因素，但当其因故停产时，会有部分地下水转移至本矿。因此，在搞好本矿疏排矿坑水工作的同时，也应同时关注周邻生产矿井的生产动态，并要制订相应的预案措施，以防不测。（7）钻孔对矿床充水的影响据XX井田勘探（精查）地质报告，区内以往施工的10203和10207号钻孔，未进行封孔，由于钻

28、孔揭露并沟通了各个含水层，使之相互间产生了水力联系，构成了未来矿井开采时矿井充水的人为通道。生产中，当生产揭露或回采落顶后冒落破裂带与之沟通时，钻孔即成为泄水通道而向矿坑充水。故矿井生产中，钻孔将是矿坑充水的通道之一，生产中应加强以往勘探钻孔的监测工作，避免盲目揭露或穿越钻孔，并要采取有效的防治水措施，以防患于未然。4、矿床水文地质类型根据矿井水文地质条件分析，本矿区内地层、构造条件较简单，矿井充水水源主要以二1煤层顶底板裂隙、岩溶水为主，矿井生产正常涌水量为40m3/h。尽管浅部生产中未发生过底板突水现象，但在深部生产中，由于矿压、水压在逐步增高，推测底板灰岩充水含水层仍是矿床充水的主要威胁

29、，综合考虑并依据煤炭资源地质勘查规范，将本矿矿床水文地质类型划归为三类二亚类二型，即矿床充水以煤层底板岩溶裂隙水充水为主的水文地质条件中等的煤矿床类型。5、矿井涌水量预算根据河南省登封市XX煤炭有限公司煤矿资源储量核查报告，本矿处在煤层露头浅部，矿井生产中，二1煤层矿井正常涌水量一般在40m3/h左右，最大涌水量60 m3/h，加之周邻煤矿的疏排，该矿区二1煤层顶、底板含水层已趋于疏干态势，煤系地层含/富水性差，水源较为匮乏，故本次技术改造设计不再对其涌水量进行预算，矿井正常涌水量按40m3/h，最大涌水量按60 m3/h设计。第五章 通风与安全第一节 概 况根据郑州市煤炭铝土资源整合工作领导

30、小组关于对登封市煤炭资源整合方案的批复，将登封市XX煤矿和XX煤矿整合为登封市XX煤炭有限公司煤矿，该矿主采二1煤层。根据河南省登封市XX煤炭有限公司煤矿资源储量核查报告，二1煤层属低水分、低灰、低硫、特低磷、特高热值之粉状贫煤。煤层厚度3.89.2m，平均6.38m，视密度为1.38t/m3，煤层结构简单，层位稳定，全区可采。一、瓦斯根据2005年10月郑州市煤炭管理局郑煤 2005114号关于转发河南省煤炭工业局关于郑州市所属煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复的通知，登封市XX煤矿瓦斯相对涌出量2.4 m3/t，瓦斯绝对涌出量为0.3 m3/min；另据河南省登封市XX煤炭有限公司煤矿资源储量核查

31、报告XX煤矿瓦斯相对涌出量6.7 m3/t；矿井经技术改造后瓦斯相对涌出量按6.7m3/t，瓦斯绝对涌出量按2.1 m3/min设计；属低瓦斯矿井。矿井技术改造完成后应及时进行瓦斯等级鉴定。二、煤炭自燃倾向性根据2005年7月重庆分院煤炭自燃倾向等级鉴定报告表，登封市XX乡XX煤矿鉴定为III类，属不易自燃煤层。整合后矿井按不易自燃煤层设计。矿井技术改造完成后应及时进行煤炭自燃倾向性鉴定。三、煤尘爆炸性根据2005年7月重庆分院煤尘爆炸性鉴定报告，登封市XX乡XX煤矿煤尘有爆炸性危险。矿井在生产过程中应加强煤尘防治工作。四、地温XX井田内以往曾进行过简易地温测试工作，最大测深723m，最高温度

32、为27.2，地温梯度为0.973.01，平均为1.74/100m。另据“登封煤田详查勘探地质报告”资料，本区恒温带深度确定为20m，温度为16.8。矿区内地面最高标高为+480m，二1煤层底板最低标高为+200m以浅，故推算区内最高地温为21.3，远小于一级高温区下限温度（31）。因此，推测本矿区内不存在地温高温热害问题，属正常地温区。五、煤层顶底板特性根据河南省登封市XX煤炭有限公司煤矿资源储量核查报告，区内二1煤层顶/底板岩性砂质泥岩、中细粒砂岩为主，局部炭质泥岩， 老顶以中粗粒砂岩为主，由于受断裂构造的影响，其顶板岩体垂直裂隙发育，根据其岩性组合特征，二1煤层为类型顶/底板，属不稳定性顶

33、底板，生产中可产生冒顶、 片帮、掉块及底板遇水易泥化变形，并产生支柱滑沉等不良工程地质现象，其工程地质条件差，生产中应加强顶、底板的观察和维护与管理工作。第二节 矿井通风一、通风方式及通风系统矿井采用中央并列机械抽出式通风方式。矿井通风系统为：新风：1、地面主井进风巷采区皮带下山辅助皮带下山采掘工作面 2、 地面副井副井东大巷采区皮带下山辅助皮带下山采掘工作面 乏风：采掘工作面辅助轨道下山轨道下山总回风巷风井地面二、井筒数目及服务范围本次技术改造初步设计共设计井筒三个（主井、副井和风井）。利用原XX煤矿主井做为XX煤炭有限公司煤矿主井，主要担负全矿井煤炭提升和进风任务；利用原XX煤矿风井做为X

34、X煤炭有限公司煤矿风井，主要担负全矿回风任务，井筒安装梯子间，兼做矿井安全出口；对原XX煤矿西南106米处一废弃立井经技术改造，做为XX煤炭有限公司煤矿副井，主要担负全矿井人员上下、矸石提升、材料运输等辅助提升任务，井筒安装梯子间，兼作矿井安全出口。三、局部通风掘进工作面采用11kw局部通风机压入式通风。四、矿井需风量、负压及等积孔（一） 矿井总需风量计算1、 按最大班下井人数需要风量计算Q矿 = 4Nk矿通=41151.25=575m3/min=9.6m3/s式中：Q矿 矿井总供风量，m3/s；4 每人每分钟供风标准，m3/min 人。 N 井下同时工作的最多人数，人； K矿通 矿井通风系数

35、，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取1.25。2、 按采煤、掘进、硐室及其它用风地点等实际需风量计算。 Q矿 = (Q采+Q掘+Q硐+Q其它) K矿通 =（9+3.52+1.53）1.081.25 =27.8m3/s，取Q = 28m3/s式中：Q矿 矿井总需风量，m3/s； Q采 回采工作面实际需风量总和，回采工作面风量取9 m3/s；Q掘 掘进工作面实际需风量总和，掘进工作面风量取3.5 m3/s； Q硐 硐室实际需风量总和，每个风硐风量取1.5 m3/s； Q其它 矿井除采掘硐室以外的其它巷道需风量总和，按Q采、Q掘、Q硐所需风量总和的5%10%考虑，取8%； K矿通矿井通风系数，包

36、括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取1.25。3、按瓦斯涌出量及总回风流中沼气浓度不超过0.75%计算： Q= 100TqCH4k 0.752460 =0.0926Tq瓦K矿通 =0.09264556.71.25=352.9m3/min=5.9m3/S式中：Q 矿井总供风量，m3/s； T 矿井平均日产量，t；qCH4 矿井瓦斯平均相对涌出量； K矿通 风量备用系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取1.25。以上三者中取最大值，则矿井总供风量为28m3/S。（二）矿井通风负压根据矿井采面巷道布置情况，矿井技改后首采区为13采区， 12采区为接替采区，矿井采用炮采放顶煤回采工艺。13070

37、工作面属通风容易时期，12040首采工作面属矿井通风困难时期，主要是由于通风路线较长所致。通风系统示意图见附图。通风阻力计算如下：1、摩擦阻力摩擦阻力是风流与井巷摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，一般占矿井通风阻力的90%左右，计算公式如下：hi= 9.807Q2i式中：hi 井巷摩擦阻力，Pa； ai 井巷摩擦阻力系数； Pi 井巷净周长，m； Li 井巷长度，m； Qi井巷中通风的风量，m3/s； Si巷道净断面积m2；矿井摩擦阻力计算结果见表5-2-1和表5-2-2。矿井通风容易时期摩擦阻力为333.3Pa，矿井通风困难时期摩擦阻力为750.6Pa。2、局部阻力风流经过井巷的一

38、些局部地点，如井巷突然扩大或缩小、转弯、交叉以及堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生突然变化而导致风流本身产生剧烈冲击而形成极为紊乱的涡流，从而损失能量，称为局部阻力。井下产生局部阻力地点虽多，但其一般只占矿井通风总阻力的10%左右，算出矿井摩擦阻力后，取其10%作为局部阻力加入摩擦阻力中即为矿井通风总阻力。3、矿井总阻力h总= h摩h局h总 矿井总阻力h摩 矿井摩擦阻力h总 矿井局部阻力矿井通风容易时期总阻力为：h总=333.31.1=366.6矿井通风困难时期总阻力为：h总=750.61.1=825.7经计算，矿井通风容易时期负压为366.6Pa，通风困难时期负压为825.7Pa。表5

39、-2-1 最 大 负 压 表序号巷道名称支护方式（阻力系数）a周长（P）(m)巷道长（L）(m)断面（S）(m2)1/S3风量（Q）(m3/s)Q2风速（V）(m/s)风阻（H）(Pa)备注1主井砼碹0.003511.38410.180.00948152251.519.32进风巷料石砼碹0.00311.1138.620.00156152251.84.1313采区皮带上山下段梯形工字钢0.002510.2586.380.00374121441.97.84副井砼碹0.00359.4807.060.00284131691.812.45副井东大巷料石砼碹0.00310.2886.380.0038513

40、1691.917.2小计3.915.6613采区皮带上山上段梯形工字钢0.002510.21966.380.00374256253.1114.4712采区皮带大巷梯形工字钢0.002510.23206.380.00374204003.1119.7812采区皮带下山梯形工字钢0.002510.2846.380.00374204003.131.4912采区底川梯形工字钢0.002510.2456.380.00374204003.116.91012040工作面梯形工字钢0.0039.61565.720.005349811.615.91112040采面工切眼单体支柱0.0039.8685.80.005

41、139811.68.11212040采面上巷梯形工字钢0.00259.61845.720.005349811.618.71312040采面上车场梯形工字钢0.00259.6525.720.005349811.65.31412采区轨道下山梯形工字钢0.002510.2246.380.00385204003.19.21512采区车场梯形工字钢0.002510.2606.380.00385204003.1231612采区轨道大巷梯形工字钢0.002510.23026.380.00385204003.1116.31713采区中车场梯形工字钢0.002510.2406.380.00385204003.1

42、15.51813采区轨道上山梯形工字钢0.002510.22306.380.00385204003.188.619风井砼碹0.0038.2705.30.00672287845.389.020风硐料石砼碹0.00176.6202.870.0423287849.873.0合 计750.6局部阻力10%总 计825.7表5-2-2 最 小 负 压 表序号巷道名称支护方式（阻力系数）a周长（P）(m)巷道长（L）(m)断面（S）(m2)1/S3风量（Q）(m3/s)Q2风速（V）(m/s)风阻（H）(Pa)备注1主井砼碹0.003511.38410.180.00948152251.56.92进风巷料石

43、砼碹0.00311.1138.620.00156152251.811.53副井砼碹0.00359.4807.060.00284131691.610.54副井东大巷料石砼碹0.00311.1886.440.00374131692.018.2513采区皮带上山下段梯形工字钢0.002510.2586.380.00285101001.65.6小计611采区皮带上山上段梯形工字钢0.002510.21016.380.00385204003.138.9711采区辅助皮带下山梯形工字钢0.002510.21166.380.00385152252.421.9811采区联络巷梯形工字钢0.00259.6586.380.00285101001.65.3911070采面运输巷梯形工字钢0.00259.61885.720.0054349811.619.11011070采面切眼单体支柱0.0039.8705.80.005139811.68.41111070采面回风巷梯形工字钢0.00259.62055.720.005349811.620.91211采区辅助轨道下山梯形工字钢0.002510.2986.380.00385152252.421.21311采区轨