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山西大平煤业有限责任公司大平煤矿矿井通风设计摘要本毕业设计为山西大平煤业有限公司大平煤矿
0.6Mt/a的通风设计山西大平煤业有限公司位于山西省长治市襄垣县,井田南北长
4.0km,东西宽
3.5km,井田面积为
7.9301km2地形最高点位于井田西南部,标高为990m,地形最低点为井田东北部,标高为882m,最大相对高差108m井田内主采煤层为3号煤层,煤层厚
5.09~
7.20m,平均厚度
6.25m,煤层倾角为3°~8°,煤层稳定全区可采根据山西大平煤业有限公司的实际条件,经过技术和经济比较,确定矿井开拓方式为主斜井副立井综合开拓,采煤方法为走向长壁综采放顶煤开采通风方式采用中央分列式,抽出式关键词中央分列式;矿井通风设计;通风方式;设备选型TheventilationsystemdesignofDapingCoalMineAbstract ThisGraduationDesignistheventilationsystemdesignofDapingcoalminewhosecapabilityis
0.6Mt/a.DapingcoalmineislocatedinXiangyuanCountyChangzhiCityShanxiProvince.TheareaofDapingcoalmineis
7.9301squarekilometerswhilethelengthofnorthtosouthis
4.0kilometersandthelengthofwesttoeastis
3.5kilometers.Thehighestpointofterrainislocatedinthesoutheastwiththelevelof990metersThelowestpointofterrainislocatedinthenorthwestwiththelevelof882meters.Themaximumrelativeheightdifferenceis108meters.ThemaincoalseamisNo.3coalseamitsthicknessrangesfrom
5.09metersto
7.20meterstheaveragethicknessis
6.25meters.Thedipangleoftheseamrangesfrom3°to8°.Theseamisstableandcanbemined.AccordingtotheactualconditionsofDapingcoalminebasedonthecomparativeanalysisintechnicalandeconomicaspectthemineexploitationisdeterminedascombinedshaftwithverticalshaftandinclinedshaft.Thecoalminingmethodisfull-mechanizedtop-coalcavingmining.ThetypeofmineventilationsystemisdeterminedasCentralventilationsystemandexhaustventilationisadopted.Keywords centralventilationsystem;theventilationsystem;thetypesofmineventilation;equipmentselection.目录TOC\o1-3\h\z\u1前言
11.1选题的目的和意义
11.2国内外研究现状
11.3设计的主要原则
21.4设计的方法与步骤22井田自然概况及地质特征
32.1井田自然概况
32.
1.1井田位置及交通
32.
1.2地形地势及河流
32.
1.3气候及气象
42.
1.4地震基本烈度
42.2地质特征
42.
2.1矿区范围内的地层情况
42.
2.2井田范围内和附近的主要地质构造
62.
2.3煤层赋存状况及可采煤层特征
72.
2.4煤质特征
82.
2.5井田内水文地质情况
92.
2.6开采煤层顶底板岩石工程地质特征
112.
2.7瓦斯、煤尘、煤层自燃倾向性、地温及地压
112.
2.8其他有益矿产113矿井井田境界、储量和服务年限
133.1井田境界
133.
1.1井田周边状况
133.
1.2井田境界确定的依据
143.
1.3井田未来发展情况
153.2井田储量
153.
2.1井田储量的计算
153.
2.2保安煤柱
163.
2.3储量计算方法
163.
2.4储量计算的评价
173.3矿井工作制度、生产能力、服务年限
193.
3.1矿井工作制度
193.
3.2矿井生产能力的确定
193.
3.3矿井服务年限的确定194井田开拓及盘区设计
214.1矿井开拓方案的确定
214.
1.1井筒形式和数目
214.
1.2井筒位置及坐标
224.
1.3水平数目及高度
244.
1.4主要巷道布置情况
244.
1.5盘区划分
264.2开采顺序
274.3盘区布置及主要参数
274.
3.1设计盘区的位置、边界、范围
274.
3.2盘区的地质和煤层情况
284.
3.3首采采煤工作面长度的确定
284.
3.4盘区区段长度及区段数目的确定
314.
3.5盘区的生产能力、盘区煤柱和回采率
324.
3.6盘区内巷道及硐室布置
354.
3.7盘区生产系统
404.4采煤方法及采煤工艺
404.
4.1采煤方法选择
404.
4.2回采工艺
414.5矿井提升与运输系统
454.
5.1矿井提升系统
454.
5.2矿井运输系统
474.6矿井供电、排水与压气系统
474.
6.1矿井供电系统
474.
6.2矿井排水系统
504.
6.3矿井压气系统505盘区通风
535.1回采工作面通风设计
535.
1.1盘区概况
535.
1.2盘区通风设计原则及要求
535.
1.3盘区通风系统选择
545.
1.4回采工作面通风系统
565.
1.5回采工作面实际需要风量计算
595.
1.6回采通风技术管理及安全措施
625.2掘进工作面通风设计
625.
2.1设计原则
635.
4.2掘进工作面通风方法
635.
2.3掘进工作面所需风量计算及设计
655.
2.4硐室及其它地点需风量
675.
2.5风筒及局部通风机选择
685.
2.6掘进通风技术管理及安全措施706矿井通风系统设计
726.1矿井通风系统的要求
726.
1.1选择矿井通风系统的原则
736.
1.2选择矿井主要通风机的工作方法
736.
1.3矿井通风系统的选择
746.2矿井需风量的计算及分配
776.
2.1风量计算的标准和原则
776.
2.2矿井风量计算
786.
2.3矿井总风量计算
786.
2.4矿井风量分配
796.
2.5风量分配后的风速校核
796.3矿井通风阻力计算
806.
3.1图纸和编制数据
806.
3.2风网图的绘制
806.
3.3摩擦阻力的计算
816.
3.4局部阻力的计算
846.
3.5自然风压
846.
3.6矿井通风总阻力
856.
3.7矿井等积孔
856.4主要风机的选择
866.
4.1选择原则及步骤
866.
4.2风机的选择
866.
4.3主扇工况点
876.
4.4选择电动机
896.5概算矿井通风费用
896.
5.1计算主扇运转耗电量
896.
5.2吨煤通风电费计算
906.6通风构筑物
906.
6.1通风构筑物
906.
6.2主要通风机附属设备917矿井安全技术措施
927.1矿井主要安全科学技术措施
927.2煤矿井下安全避险六大系统
927.
2.1监测监控系统
927.
2.2人员定位系统
927.
2.3紧急避险系统
937.
2.4压风自救系统
937.
2.5供水施救系统
947.
2.6通信联络系统94参考文献95致谢961前言
1.1选题的目的和意义煤炭是工业的粮食,我国一次能源消费结构中,煤炭占70%以上煤炭工业发展的快慢,将直接关系到国计民生中国是世界上煤炭资源最丰富的国家之一,据不完全统计,我国煤炭探明储量在9000亿t以上,居世界前列,这样就为我国发展煤炭工业提供了必要的资源条件但我国煤层的赋存条件多种多样,煤矿开采条件比较复杂煤矿按开采技术条件可分为地下开采和露天开采,露天开采适用于煤层厚度大、埋藏较浅的条件,目前其产量比重在我国仅占国有重点煤矿总产量的7%~8%因此,我国绝大部分煤矿开采需在地下进行作业,而矿井通风系统则作为井下生产系统必不可少的组成部分,对矿井的生产和安全有着至关重要的作用矿井通风的主要任务是供给矿井新鲜风流,以冲淡并排除井下的各种有毒、有害气体和粉尘,保证井下风流的质量,维护良好的工作环境,保障井下作业人员的身体健康和劳动安全毕业设计是安全工程专业全部教学进程中的最后的一个环节同时也是对学生学业成绩的最终考核通过大学四年的学习,我系统地掌握了安全工程专业相关知识经过毕业实习,我熟悉了该矿井的各个系统并收集了矿井的实际资料我希望通过本次毕业设计将我在课本中所学的专业知识与实际相结合,并将四年中所学的科目重新理解以达到融会贯通本次毕业设计结合在山西大平煤业有限公司毕业实习所掌握的矿井条件和基础资料而进行山西大平煤业有限公司井田位于山西省长治市襄垣县西南15km处的夏店镇邢村-九龙村一带,其地理坐标为东经112°52′10″~112°54′32″,北纬36°29′03″~36°31′16″依据山西省国土资源厅2011年11月颁发的C1400002009111220045498号《采矿许可证》,批准兼并重组整合后的山西大平煤业有限公司开采3~15号煤层本次设计矿井生产能力为
0.6Mt/a,对现实的生产具有一定的指导意义
1.2国内外研究现状在我国,向矿井各用风点供给新鲜空气、排出污风的通风方式按进回风井布置的方式可分为中央式、对角式、混合式,通风方法主要有抽出式、压人式、混合式为适应通风系统的变化和生产集约化的要求,20世纪80年代以来,我国相继出现2K60系列和GAF系列的轴流式风机和G4-73与K4-73系列的离心式风机20世纪90年代,依托于国家“八五”关项目,研制出FD型的对旋式风机该系列风机具有能耗低、效率高的特点,因而迅速在我国煤矿推广在原煤炭部“九五”攻关项目中,无驼峰式轴流风机的研制成功增大了通风机的稳定工作区域在采煤工作面的通风布置方面,在常规的U型通风布置的基础上,提出了U+L型通风方式,改变了采空区的流场分布,较有效地防止了采煤工作面隅角瓦斯积聚,促进了采空区瓦斯的排放为了防止专用瓦斯排放巷瓦斯超限,又提出和采用了Y型的通风布置方式,单独供应新鲜风流直接稀释采空区涌出的瓦斯此外,还采用了W型和Z型等布置方式,在适宜条件下均取得了较理想的通风效果,大大地改善了采煤工作面的通风条件,保证了安全回采对于回风巷,《煤矿安全规程》第113条明确规定“高瓦斯矿井,有煤岩与瓦斯二氧化碳突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区,必须至少布置一条专用回风巷”这对于预防灾害的发生具有重要意义随着科技的发展,越来越先进的通风设备和技术应用于矿井通风,保证了煤矿开采的安全高效进行
1.3设计的主要原则
(1)以提高生产效率和企业效益为中心,设计方案尽量体现投资省、工期短、用人少、效率高、成本低、效益好的原则
(2)设计中尽可能地利用已建成的工程和已有的装备,因地制宜但考虑到矿井管理模式的改变,尽量减少地面辅助设施
(3)采用先进的采煤技术,提高矿井的机械化自动化装备水平,实现高度集中化生产,简化生产环节减少矿井初期井巷工程量,尽可能减少岩巷工程
(4)以现代管理模式确定矿井定员和组织机构,以提高矿井全员效率
1.4设计的方法与步骤在进行毕业设计时,利用所学的知识参照相关资料计完成矿井概况及井田地质特征、矿井井田境界、储量和服务年限、井田开拓及盘区设计、盘区通风、矿井通风系统设计、矿井安全技术措施等内容,最终完成毕业设计在设计的过程中认真阅读并严格按照《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤矿通风能力核定办法》(试行)、《煤矿通风能力核定标准》、《通风细则》进行设计同时,参考《通风安全学》、《矿井通风与安全》、《煤矿开采学》的相关章节进行设计2井田自然概况及地质特征
2.1井田自然概况
2.
1.1井田位置及交通山西大平煤业有限公司井田位于山西省长治市襄垣县西南15km处的夏店镇邢村至九龙村一带,其地理坐标为东经112°52′10″~112°54′32″,北纬36°29′03″~36°31′16″矿区交通十分方便,太原—焦作铁路自本区北侧通过,太焦铁路夏店东站距本矿区仅5km,该矿区距长治市40km,距太原210km,208国道从矿区北部边界通过,矿区周围县乡级公路密布见图2-1交通位置图图2-1山西大平煤业有限公司交通位置图Figure2-1TrafficlocationdiagramofShanxiDapingcoalmine
2.
1.2地形地势及河流井田地处太行山西麓,地貌特征为低山丘陵类型全井田总体地势为西南高,东北低地形最高点位于井田西南部,标高为990m,地形最低点为井田东北部,标高为882m,最大相对高差108m井田内地表水体为浊漳河西源,从井田北部由北西向南东流出井田汇入浊漳河,属海河流域漳河水系浊漳河西源为常年流水性河流,平时流量很小,正常流量
0.084m3/s,洪水期流量变大,最大流量
12.5m3/s此外在井田中部浊漳河西源支流自南部邢村经南邯往外北东向流入浊漳河西源,也为一常年性河流
2.
1.3气候及气象本区属温带大陆性季风气候四季分明,昼夜温差大,一般冬春寒冷多风,夏季炎热多雨,秋季凉爽宜人年平均气温
9.5℃,一般1月份气温最低,极端最低气温为-
29.1℃,7月份气温最高,极端最高气温为
38.1℃年平均降水量
532.6mm,多集中在
7、
8、9三个月年平均蒸发量为
1768.1mm,为年平均降水量的3倍多霜冻期为每年11月上旬至次年4月中旬,全年无霜期226天,土壤最大冻结深度
0.82m全年主导风向为东南风和西北风,最大风速18m/s
2.
1.4地震基本烈度根据《建筑抗震设计规范》(GB50011-2001),本区抗震设防烈度为6度,设计基本地震加速度值
0.05g
2.2地质特征
2.
2.1矿区范围内的地层情况山西大平煤业有限公司井田位于太行山复式背斜之西翼,沁水复式向斜东缘该矿区区域地层总体走向北东,倾向北西,倾角一般小于10°,由老至新为寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系等地层,第三系、第四系松散沉积物广泛覆盖于各时代地层之上,其地层主要特征见区域地层简表(表2-1)矿区内地表大部分被第四系松散沉积物所覆盖,局部零星出露二叠系上统上石盒子组地层,现根据地表出露及钻孔揭露情况将该区地层由老至新叙述如下
(1)奥陶系中统峰峰组(O2f)据区域资料,本组厚0~176,一般120m为含煤地层之基底,岩性主要由灰色中厚层石灰岩、泥质灰岩、泥灰岩、角砾状泥灰岩和白云质灰岩组成,为浅海台地潮间或潮上云灰泥坪、潮上盐湖环境沉积
(2)石炭系中统本溪组(C2b)矿区内有两个钻孔揭露,地层厚
5.48~
29.06m,一般
10.99m主要由浅灰色铝土质泥岩、粉砂质泥岩、铝土岩组成,含大量黄铁矿结核和团块,比重大,为浅海滨岸泻湖环境沉积与下伏峰峰组地层呈平行不整合接触关系
(3)石炭系上统太原组(C3t)厚
92.91~
122.94m,一般
115.61m,是矿区内主要含煤地层之一,底部以K1砂岩与本溪组地层分界,与下伏地层呈整合接触关系岩性为石灰岩、砂岩、粉砂质泥岩、泥(页)岩及煤层(线)等,几种岩性呈交替性出现的互层状灰岩5~6层(K2~K6),厚度大,层位稳定,特征明显,是良好的标志层主要可采煤层(15号)赋存于该组中下部太原组地层沉积是继本溪组海侵开始,经历了海侵逐步扩大至高潮,最后到海退的环境演化的过程中形成的,所以不同阶段形成了不同岩石组合特征的沉积地层
(4)二叠系下统山西组(P1s)厚
52.45~
61.84m,平均
56.13m,是矿区内又一重要含煤地层,底部以K7砂岩与太原组分界,呈整合接触关系岩性有砂岩、粉砂岩和煤层等,通常形成3~4个粒级旋回煤层多位于旋回顶部其中3号煤为稳定可采煤层,2号(厚0~
0.87m)不稳定,不可采,该组煤层沉积环境为三角洲平原泥炭沼泽和泛滥盆地泥炭沼泽环境表2-1山西省东南部地层简表Table2-1SoutheastserigraphictableofShanxiProvince界系统组代号厚度最小-最大(m)一般(m)岩性描述新生界第四第Q0-120浅红色亚粘土、浅黄色亚砂土及砂砾层第三系N0-20棕红色粘土,底部为底砾岩中生界三叠系下统刘家沟组T1l115-595150浅灰、紫红色薄层、中层细粒砂岩夹紫红色页岩古生界二叠系上统石千峰组P2sh22-217150黄绿色厚度长石砂岩与紫红色泥岩互层,顶部有淡水石灰岩上石盒子组P2s3117-173140灰黄、黄绿、紫红色泥岩夹中粗粒砂岩,顶部夹有燧石层P2s2160-180170灰黄、黄绿色泥岩夹粉砂岩、砂岩色P2s188-130110杏黄色泥岩夹粉砂岩、砂岩下统下石盒子组P1x56-8161黄绿、杏黄色泥岩、粉砂岩夹砂岩,近顶部有透镜状锰铁矿,底部有薄煤山西组P1s36-7256灰白、灰绿色石英砂岩、粉砂岩、页岩和煤层石炭系上统太原组C3t82-14290灰白、灰色薄层状中细粒石英砂岩、粉砂岩、页岩及石灰岩、煤层中统本溪组C2b0-3520杂色铁铝岩,灰白、灰色粘土岩,底部有山西式铁矿下古生界奥陶系O271-806600中层状、豹皮状灰岩,灰白、灰黄灰色薄层状白云质灰岩、白云质泥灰岩寒武系∈328~831625浅灰、青灰色厚层状、竹叶状白云岩、鲕状白云岩、竹叶状灰岩、鲕状灰岩,下部为紫红色页岩夹薄层灰岩等
(5)二叠系下统下石盒子组(P1x)厚
58.7~
63.74m,平均
60.87m,底部以K8砂岩整合于山西组地层以上,主要岩性为砂岩、砂质泥岩、泥岩等,砂岩多集中分布于下部和中上部,一般为灰色中—细粒长石石英砂岩或岩屑长石砂岩,呈中厚层状,斜层理发育,在上部层位的砂岩中,常夹薄层粗粒砂岩,局部含细砾;砂质泥岩和泥岩多分布于中部层位,颜色呈深灰色或黑色,夹2~3层薄层细砂岩及1~2层薄煤层,煤层不稳定不可采,此外,在该组的上部,常见1~2层浅灰色铝土质泥岩,其中位于上部层位的铝土质泥岩层位比较稳定,具明显的鲕粒结构,鲕粒成分多为铁质,俗称“桃花泥岩”,在区域上该层层位稳定,多集中分布于下石盒子组顶部,特征明显,常作为上、下石盒子组分界的重要标志层,本矿区以此铝土质泥岩之上的砂岩(K9)底为上、下石盒子组的分界下石盒子组沉积环境主要为大陆河流-湖泊环境,以河流沉积为主,湖泊沉积为次之
(6)二叠系上统上石盒子组(P2s)矿区内出露的基岩地层主要为上石盒子组,该组厚度较大,总厚度
464.30m,岩性主要由砂岩和粉砂质泥岩组成泥岩所占比例远大于砂岩,下部砂岩以灰绿色为主,上部则以灰白色为主,泥岩以杏黄色、黄绿色为主,夹紫红色斑团或条带,且层位愈高,紫红色比例愈大上石盒子组地层沉积环境主要为大陆河流—湖泊环境
(7)二叠系上统石千峰组(P2sh)本组地层保留最大厚度104m,下部以浅黄色厚层状中—细粒岩屑长石砂岩为主,交错层理及斜层理发育,平均厚
32.28m,其上为砖红色粉砂质泥岩
(8)第四系中更新统离石组(Q2l)该地层广泛分布于山梁及沟谷中,厚0~60m,一般厚
8.10m,岩性为浅红色亚粘土,含钙质结核
(9)第四系上更新统马兰组(Q3m)该地层沿黄土坡梁分布,岩性为浅黄色亚砂土,局部夹有砂层,厚
0.00~
6.00m左右,一般
4.00m
(10)第四系全新统汾河组(Q4f)该地层沿区内沟谷底及河床分布,岩性为浅黄、灰绿色亚砂及砂砾石等,厚度为
0.00~
25.00m,一般4m
2.
2.2井田范围内和附近的主要地质构造山西大平煤业有限公司井田位于太行山复式背斜之西翼,沁水复式向斜的东缘矿区内地层总体受东部一组宽缓褶皱控制,褶皱轴向北北东,矿区总体为夏店背斜北西翼的单斜构造,矿区南部及北部各有一条北东东向的断层现将矿区主要构造特征分述如下
(1)褶皱
①夏店背斜该背斜位于本矿区东部,轴向北北东向,贯穿矿区,为区内主干构造,宽约1000m,区内长约2200m,轴迹向南西倾伏,向北东扬起,两翼地层产状均平缓,为10°左右
②夏店向斜该向斜位于矿区东部边缘,呈北北东向穿矿区,宽约500m,在矿区内长约400m,轴向北东倾伏,南西扬起,两翼地层产状一般5~10°区内为黄土覆盖,呈隐伏状
(2)断层
①F1正断层西川正断层该断层走向北东东,倾向南东东,倾角70°,位于矿区南部边界,北北西盘(下盘)上升、南南东盘(上盘)下降,为一正断层,区内断距约150m,全区呈隐伏状该断层基本上为矿井的南部边界,该断层以南区域很小,对矿井3号煤层开采和工作面的布置无影响
②F2逆断层该断层走向北东向,区内长度1100m,在九龙村南部一带尖灭,往北东方向延出图外,断面倾向北西,倾角62°,南东东盘(上盘)上升,北西西盘(下盘)下降,为一逆断层,区内最大断距21m,矿区内呈隐伏状,矿区北侧可见其迹象,断层两盘均为P2s地层
(3)岩浆岩井田内无岩浆岩存在井田内主要地质构造如表2-2所示表2-2主要地质构造特征Table2-2Majortectoniccharacteristic序号名称断层性质走向倾向倾角θ°水平断距位置范围1F1断层正断层北东东南东东70150南部边界2F2断层逆断层北东北西6221北侧边界综上所述,山西大平煤业有限公司井田总体构造属简单类型
2.
2.3煤层赋存状况及可采煤层特征
(1)煤层赋存状况山西大平煤业有限公司井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组含煤地层总厚
134.99m,共含煤13~15层,煤层总厚
11.99m,含煤系数
8.9%可采煤层3层,总厚
9.53m,含煤系数
7.1%太原组地层厚约
115.6m,共含煤9~11层,分别是位于太原组上段的
5、
6、
7、8-
1、8-
2、9号煤层,其中8-1号煤层为局部可采煤层,其他均属不可煤层;位于太原组中段的
11、
12、13号煤层,均属不可采煤层;位于太原组下段的
14、15-
1、15-
2、15-3号煤层,其中15-3号煤层是井田主要稳定可采煤层,15-1号煤层属局部可采煤层,其余为不可采煤层;煤层总厚约为
8.27m,含煤系数
7.15%山西组地层厚
52.45~
61.84m,含煤4层,分别是
1、
2、
3、4号煤层及煤线,煤层总厚
6.64m,含煤系数
11.83%,其中3号煤层属全井田稳定主要可采煤层其余煤层为不稳定不可采煤层目前该矿井的主采煤层3号煤层上距K8砂岩
32.15m左右,上距2号煤层
20.34m左右,下距K7分界砂岩
13.54m左右;太原组的15-1号煤与15-3号煤层直接顶板为泥岩,两层煤间距
3.71~
14.32m
(2)可采煤层特征山西大平煤业有限公司采矿许可证批准开采3-15号煤层,井田内3号煤层为全区可采煤层,15-3号煤层为稳定可采煤层,8-1号煤层为局部可采煤层,15-1号煤层为零星可采煤层,各煤层详细情况如下
①3号煤层3号煤层位于山西组中下部,上距下石盒子组底砂岩(K8)约30m左右,下距太原组K6灰岩8~14m,煤层厚
5.09~
7.20m,平均厚度
6.25m,煤层倾角为3°~8°,煤层走向西北,倾向西南煤层稳定,顶板为黑色泥岩、粉砂质泥岩;底板为粉砂质泥岩或泥岩,煤层结构较简单,有0~1层夹矸,全区稳定可采
②8-1号煤层8-1号煤层位于太原组三段中部,上距3号煤层约
41.80~
52.06m,煤层厚
0.40~
2.06m,平均厚
1.09m,煤层层位较稳定,结构简单,含0~1层泥岩或炭质泥岩夹矸煤层顶板为泥岩、砂质泥岩,煤层底板为泥岩、砂质泥岩、碳质泥岩
③15-1号煤层15-1号煤层位于太原组一段上部,上距3号煤层约
92.15~
133.17m,煤层厚
0.0~
1.54m,平均厚
0.65m,煤层层位较稳定,结构简单,含0~1层泥岩或炭质泥岩夹矸煤层顶板为泥岩、砂质泥岩,厚
0.45~
2.00m,平均厚
1.36m左右,煤层底板为泥岩、砂质泥岩、碳质泥岩,厚
0.90~
1.20m,平均厚
1.08m左右
④15-3号煤层15-3号煤层位于太原组一段上部,15-1号煤层下方上距15-1号煤层约
3.71~
14.32m,煤层厚
0.50~
3.95m,平均厚
1.45m,煤层层位稳定,结构简单,含0~1层泥岩或炭质泥岩夹矸在矿区南东部有小范围不可采区煤层顶板为碳质泥岩,厚
4.50m左右,煤层底板为泥岩该矿井主要可采煤层特征表见表2-3所示,地层综合柱状图如图2-2所示
2.
2.4煤质特征山西大平煤业有限公司主要开采煤层为山西组3号煤层,其煤质特征分述如下
(1)煤的物理性质和宏观类型井田内3号煤层为黑色-灰黑色,以亮煤为主,次为镜煤、暗煤,镜煤多呈透镜状或薄层状,似金属光泽,条带状结构,层状构造,参差状、阶梯状断口,条痕为灰黑色,内生裂隙发育,性脆易碎,宏观煤岩类型为光亮型煤表2-3主要可采煤层特征表Table2-3Coallayercharacteristic含煤地层煤层号煤层厚度m平均间距m结构夹矸稳定性可采性顶板岩性底板岩性山西组
35.09-
7.
206.
25116.00简单0-1稳定全区可采泥岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩太原组15-
30.50-
3.
951.45简单0-1稳定全区可采碳质泥岩泥岩
(2)3号煤的化学性质水分(Mad)原煤
1.03~
1.58%,平均
1.28%;灰分(Ad)原煤
12.93~
32.57%,平均
19.19%;挥发分(Vdaf)原煤
11.80%~
18.33%,平均
13.99%;全硫(Std)原煤
0.24%-
0.45%,平均
0.32%;磷(Pd)原煤平均
0.012%;发热量
34.73~
35.96MJ/kg,平均
35.18MJ/kg;煤的视相对密度为
1.40t/m33号煤层的工业分析表如表2-4所示表2-43号煤的工业分析表Table2-4Proximateanalysisofcoalon3rdtable序号煤层名称水分M%灰分A%挥发分V%含磷量P%含硫量S%发热量QMJ/kg
131.
2819.
213.
90.
0120.
3235.18
(3)3号煤的煤类及工业用途煤类划分按中华人民共和国国家标准《中国煤炭分类》(GB/T5751-2009)进行,本井田3号为贫煤,分类指标采用浮煤挥发分(Vdaf)、粘结指数GRI进行分类,煤质特征根据中华人民共和国国家标准(GB/T15224-2010)关“煤炭质量分级”标准进行划分3号煤层主要为低灰-高灰、特低硫、特高热值贫煤;井田内3号煤可用于化工和动力用煤
(4)煤的风化和氧化井田内3号煤层埋藏较深,未发现明显的煤层风化、氧化现象
2.
2.5井田内水文地质情况
(1)地表水区域内大部被第四系中、上更新统地层所覆盖区域上出露地层有奥陶系碳酸盐岩、石炭系碎屑岩及碳酸盐岩,二叠系、三叠系碎屑岩,以及第四系的风积、冲洪积物本区处于沁水盆地中段东部山地丘陵区本区属海河流域漳河水系浊漳河支流,区内主要地表水体为浊漳河的支流
(2)岩溶水本区水文地质单元属辛安泉域,位于泉域的弱径流区其出露于山西省平顺、潞城、黎城三县交界地带的浊漳河河床内北距黎城、西距潞城,南距平顺均为17~20km该泉以泉群形式出露于西自西流村,东至北耽车村约15km的河床中,呈股流及散流状分布其中辛安村以上有林滩、西流、王曲、南流等泉组,统称王曲泉群,标高643~615m,泉群流量占总流量的86%辛安村以下石会、安乐、东梳、北耽车等泉组统称石会泉群,标高615~600m,泉群流量占总流量的14%两泉群多年平均流量
11.90m3/s,枯水季节多年平均总流量为
9.737m3/s,是浊漳河清水河流量的主要水源由于大规模开采,煤炭开发及气候与水环境变化,泉水流量不断衰减
(3)含水层区域含水层主要有以下四大类
①碳酸盐岩类含水岩组系指奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水岩组,为区域主要含水层含水层厚度大,承压水头高,埋藏深
②碎屑岩夹碳酸盐岩类含水岩组指石炭系太原组砂岩,灰岩含水岩组,地下水类型以裂隙岩溶承压水为主其富水性取决于砂岩及灰岩的裂隙和岩溶发育程度,一般在浅埋区,岩溶裂隙比较发育,富水性较好而在深埋区,岩溶裂隙发育差,富水性弱
③碎屑岩类含水岩组指二叠系山西组和上、下石盒子组砂岩裂隙含水层组,地下水埋藏类型为裂隙水及承压水一般近地表埋藏浅处为无承压、裂隙水,深埋处则多为裂隙承压水主要接受大气降水和相邻含水层渗透补给,一般在浅埋区因风化裂隙比较发育,又易于接受大气降水补给,富水性较好其余大部区段富水性较弱
④松散岩类含水岩组主要指第四系松散覆盖层多分布于较大河谷的河床及两侧一级阶地处,厚度各处不等,主要接受大气降水及河流侧向补给富水性视补给条件不同而差异较大一般在近河床处富水性较好,多为当地农业用水的主要水源
(4)岩溶水的补、径、排条件本区水文地质单元属辛安泉域,泉域内碳酸盐岩裸露区面积2200m2,均为泉域的补给区分布区一主要位于长治武乡、黎城的寺顶山、前顶山、广志山一带,二为平顺县周边排泄区主要位于平顺、潞城、黎城三县交界地带的浊漳河河床内
(5)根据矿井水文地质特征,井下有少量积水,矿井生产与井下排水正常,周边相邻矿井对本井田开采无影响,矿井防水工作较简单,并易于进行,依据《防治水规定》分类依据,该矿井的水文地质类型为中等
2.
2.6开采煤层顶底板岩石工程地质特征3号煤层直接顶板主要为泥岩、粉细砂岩、砂质泥岩,平均厚度
10.31m,底板以砂质泥岩、细砂岩为主,偶有泥岩及炭质泥岩,平均厚度
8.72m据该矿地质报告,顶板裂隙不发育,一般不发生冒顶现象另据夏店勘探区0503孔岩石力学试验资料,顶板泥岩抗压强度为
32.93MPa,抗拉强度为
1.15MPa,抗剪强度为
5.29MPa粉砂岩抗压强度为
61.25MPa,抗拉强度为
1.37MPa,抗剪强度为
10.58MPa底板砂质泥岩抗压强度为
38.71MPa,抗拉强度为
0.97MPa,整体开采条件较好
2.
2.7瓦斯、煤尘、煤层自燃倾向性、地温及地压
(1)瓦斯本次通风设计参考在实习时收集的河南理工大学瓦斯地质研究所编制的《山西大平煤业有限公司大平煤矿瓦斯涌出量预测》,该瓦斯涌出量预测报告结果表明矿井生产初期绝对瓦斯涌出量为
10.91m3/min,相对涌出量为
6.9m3/t,属瓦斯矿井矿井生产中期绝对瓦斯涌出量为
17.37m3/min,相对涌出量为
10.98m3/t,属高瓦斯矿井矿井生产后期绝对瓦斯涌出量为
34.83m3/min,相对涌出量为
22.02m3/t,属高瓦斯矿井再根据邻近矿井瓦斯等级情况分析,为确保采煤作业的安全进行,本次设计矿井瓦斯等级按高瓦斯设计
(2)煤层煤尘爆炸性山西大平煤业有限公司于2007年8月20日在井下采取3号煤层煤样,委托山西煤矿矿用安全产品检验中心进行了煤尘爆炸性试验试验结果为火焰长度为15mm,加岩粉量为50%,煤尘具有爆炸危险性开采中应采取相应防范措施,如经常进行洒水除尘,清除堆弃煤粉等,以免发生煤尘爆炸事故
(3)煤层自燃倾向性该矿在2007年8月20日采取3号煤层样委托山西煤矿矿用安全产品检验中心进行煤的自燃趋势测试,测试结果为吸氧量
0.9557cm3/g,自燃等级Ⅲ级,自燃倾向性质为不易自燃煤层
(4)地温及地压据调查,该矿现井下未发现有地温和地压异常现象
2.
2.8其他有益矿产井田其它有益矿产主要为山西式铁矿,铝土泥岩和石灰岩等,分述如下
(1)山西式铁矿赋存于本溪组底部,呈鸡窝状分布,很不稳定,主要为透镜状或团块状菱铁矿赤铁矿,无大面积开采利用价值
(2)铝土泥岩位于本溪组下部,厚度10m左右,呈浅灰色致密块状,局部具鲕粒结构,无开采利用价值
(3)石灰岩太原组地层和奥陶系均含丰富的石灰岩、为良好的建筑材料,可用于烧制白灰,亦可用于炼钢助熔剂但由于埋藏较深,不易开发利用3矿井井田境界、储量和服务年限
3.1井田境界山西大平煤业有限公司井田范围由7个拐点连线圈定(见表3-1),全井田总体地势为西南高,东北低地形最高点位于井田西南部,标高为990m,地形最低点为井田东北部,标高为882m,最大相对高差108m该矿区区域地层总体走向北东,倾向北西,倾角一般小于10°开采标高为+750~+130m,井田南北长
4.0km,东西宽
3.5km,井田面积为
7.9301km2表3-1井田拐点54坐标系与80坐标系对照表Table3-1Theinflectionpoint54coordinatesystemandthe80cordinateSystem北京54坐标系(6°)西安80坐标系(6°)序号XY序号XY
140451001966960014045051.
5319669531.
46240451001966900024045051.
5319668931.
46340430001966900034042951.
5219668931.
46440430001966750044042951.
5119667431.
46540410001966900054040951.
5119668931.
47640420001967100064041951.
5219670931.
48740440001967100074043951.
5319670931.47开采标高+130~+750m
3.
1.1井田周边状况山西大平煤业有限公司井田外周边分布的邻近矿井有位于东北部的潞安集团慈林山煤业有限公司夏店煤矿和西南部的石泉煤矿,详见四邻关系图(图3-1),现简述如下
(1)夏店煤矿位于矿井的东北部,夏店煤矿隶属于山西潞安集团有限责任公司慈林山煤业有限公司,井田南北
3.6~6km,东西宽4km左右,面积
13.2373km2,于1976年开始建井,1978年投产,2005年进行了技术改造,目前实际生产能力120万t/a左右,2009年进行了改扩建初步设计,改扩建后矿井生产能力将提升到180万t/a图3-1山西大平煤业有限公司四邻关系图Figure3-1ShanxiDapingcoalneighborsdiagram夏店煤矿现采3号煤层,采用斜井-立井综合开拓方式,矿井采用单水平+770mm水平开采,现有三个井筒主斜井、副立井和回风斜井,采用长壁综采放顶煤开采,该矿井开采多年来一直是瓦斯矿井,现采3号煤层煤尘具有爆炸性,为Ⅲ类不易自燃煤层
(2)石泉煤矿位于矿井的西南部,为基建矿井,采用斜井-立井综合开拓方式开采,采用走向长壁综采放顶煤开采,3号煤层
5.57~
7.20m,平均厚度
6.11m,煤层赋存平缓,设计生产能力为90万吨,该矿井按照高瓦斯矿井设计和建设据地勘瓦斯数据,煤层瓦斯含量
10.04m3/t,属于高瓦斯矿井,3号煤层煤尘具有爆炸危险性,属不易自燃煤层大平煤业邻近矿井瓦斯涌出量及瓦斯等级鉴定结果见表3-2所示
3.
1.2井田境界确定的依据井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素,进行技术分析后确定一般以下列情况为界
(1)以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界;表3-2邻近矿井瓦斯涌出量及瓦斯等级鉴定结果表Table3-2Neighborsminegasemissionandthegaslevelidentificationresultstable矿井年份绝对瓦斯涌出量(m3/min)相对瓦斯涌出量(m3/t)鉴定结果备注夏店煤矿
20095.
861.62瓦斯矿井
20109.
545.27瓦斯矿井
201110.
187.39瓦斯矿井石泉煤矿基建按照高瓦斯设计和建设,批复高瓦斯矿井
(2)以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界;
(3)以相邻矿井井田境界煤柱为界;
(4)人为划分井田时煤层倾角较小,特别是近水平煤层时,用一垂直面来划分井田境界;在倾斜或急倾斜煤层中,沿煤层倾斜方向,常以主采煤层底板等高线为准的水平面划分井田根据以上原则,并且矿区东部有夏店背斜,南部边界有F1正断层,故确定矿井的井田境界为南北长
4.0km,东西宽
3.5km,井田面积为
7.9301km
23.
1.3井田未来发展情况根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件《关于长治市襄垣县煤矿企业兼并重组整合方案部分的批复》(晋煤重组办发[2009]30号)的精神,山西大平煤业有限公司属单独保留矿井,矿井生产能力为60万t/a
3.2井田储量
3.
2.1井田储量的计算
(1)矿井工业储量矿井工业储量计算和分类按照新《固体矿产资源/储量分类》GB/T17766-1999的要求进行我国新标准是在联合国分类标准的框架下,根据矿产资源/储量的经济意义、可行性评价阶段、地质可靠程度,并结合我国的实际情况制订出来的,将固体矿产资源/储量分为储量、基础储量和资源量3大类16种类型分别用三维形式、矩阵形式和编码表示
(2)矿井设计储量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性煤柱损失量后的储量
(3)矿井设计可采储量矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道保护煤柱煤量后乘以采区回采率的储量
3.
2.2保安煤柱保安煤柱为保护地表地貌、地面建筑、构筑物和主要井巷,分隔矿田、井田、含水层、火区及破碎带等而留下不采或暂时不采的部分矿体矿井永久保护煤柱的留设井田境界煤柱按20m留设考虑井田内村庄按外延15m确定保护范围,计算确定井田范围各村庄在3号煤层煤柱留设为100m井田内河流按外延15m确定保护范围,计算确定井田范围内河流在3号煤层煤柱留设为100m矿井开采煤柱的留设工业场地按外延15m确定保护范围,计算确定矿井工业场地在3号煤层中煤柱留设为100m开采煤柱大巷间距30m,两侧预留煤柱30m,区段平巷煤柱预留20m
3.
2.3储量计算方法
(1)矿井工业储量块段法是根据井田内钻孔勘探情况,由几个煤厚相近钻孔连成块段根据此块段的面积,煤的容重,平均煤厚计算此块段的煤的储量,再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量本井田采用块段法计算的各级储量,块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见3-3块段法的估算公式如下Q=S×M×D(式3-1)式中S—块段展开面积(m2);M—块段平均煤厚(m);D—煤层视密度(t/m3);Q—块段资源/储量(t)表3-3大平煤矿矿井工业储量Table3-3Dapingcoalmineindustrialreserve煤层名称视密度(t/m3)平均煤厚m煤层倾角(°)工业储量万t备注3号煤层
1.
406.253~86845
(2)矿井设计储量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性煤柱损失量后的储量矿井设计储量计算表如下表所示表3-4矿井设计储量计算表(单位万t)Table3-4Minedesignreservescomputation煤层编号工业储量永久煤柱损失设计储量井田境界村庄河流小计3号
6845103.
212443411688.
25156.8合计
6845103.
212443411688.
25156.8
(3)矿井设计可采储量根据《煤矿矿井设计手册》工业广场占地指标,见表3-5所示表3-5工业场地占地面积指标Table3-5Industrialsitecoversanareaofindicators井型Mt/a占地面积指标hm2/Mt
2.
40、
3.007~
81.
20、
1.809~
100.
45、
0.
60、
0.9012~
130.
09、
0.3015计算工业广场的开采煤柱损失本次设计矿井的生产能力为
0.6Mt/a,故占地面积指标取12hm2/Mt,则其总占面积S=
0.6×12=
7.2hm2=72000m2,取工业广场的长取300m,宽取240m工业广场外延15m确定保护范围,经计算的得工业广场的开采煤柱损失为
50.4万t则矿井设计可采储量计算表如下表所示表3-6矿井可采储量计算表(单位万t)Table3-6Minerecoverablereservescomputation煤层编号设计储量开采煤柱损失小计可采储量工业场地巷道损失其他损失3号
5156.
850.
424024314.
44842.4合计
5156.
850.
424024314.
44842.
43.
2.4储量计算的评价根据《储量管理规程》为依据,评价计算的矿井储量计算过程要符合如下原则
(1)储量计算要根据煤层的赋存条件分别采取不同的方法储量计算必须在专门的图纸上进行计算时,一般应以等高线、断层面、剖面线或各类技术边界等为界,将井田和煤层分成若干块段分别计算当煤层段角大于60°时,则应在立面投影图或立面展开图上计算;当煤层倾角不大于15°时,煤层的厚度及面积均不必进行换算
(2)计算块段范围的确定,应遵循以下原则
①矿井储量计算范围应与批准的设计井田边界相一致在现阶段,矿井储量计算的最大深度,一般不超过1000m,小型矿井不超过600m,老矿井深部不超过1200m
②划分储量块段时,应考虑矿井的地质构造、煤层厚度、产状等自然因素,尽量利用勘探线、煤柱边界线、井田和采区边界线、巷道、水平标高线、底板等高线等,使储量块段形状简单,计算方便
③当见煤点的煤层厚度和灰分不符合矿井储量计算标准要求时,在稳定和较稳定并具有变规律的情况下,一般可采用插入法求出可采边界对于特殊地质条件,如构造复杂、煤层不稳定,或有古河床冲刷、岩浆岩侵入、烧变区等影响,应根据具体情况综合考虑,合理圈出可采边界
④对未见煤钻孔,一般可用想邻钻孔连线的中点为零点,再用插入法求其可采边界因工程质量不合要求时,打丢打薄的工程点,综合评价不能利用的,不参与可采边界的圈定
⑤沿煤层露头应圈出风化带范围一般不计算风化带储量,但当风化带煤中总腐植酸含量大于20%时,则应估算其储量炼焦用煤还应圈出氧化带,并单独计算其储量
⑥如发现井田内有老窑或陷落柱时,应在查清后圈出其范围在老窑或陷落柱时,应在查清后圈出其范围在老窑或陷落柱范围内,不计算其储量
⑦高灰分煤层块段,绘出灰分等值线图后,再确定最高可采灰分边界
⑧当同一煤层有多个煤种时,应圈出煤种分界线,并分煤种计算储量
(3)确定采用厚度的原则如下
①煤层中夹矸的单层厚度不大于
0.05m时,夹矸与煤可合并计算,不需扣出但全层的灰分或发热量指标应符合规定的标准
②煤层中夹矸的单层厚度等于或大于所规定的煤层最低可采厚度时,被夹矸所分开的煤分层应做为独立为煤层,一般应分别计算储量
③煤层中夹矸的单层厚度小于所规定的煤层最低可采厚度时,煤分层不作为独立煤层煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时,上下煤分层加在一起,作为煤层的采用厚度
④复杂结构的煤层,当各煤分层的总厚度等于或大于所规定的最底可采厚度,同时夹矸的总厚度不超过煤分层总厚度的1/2时,以各煤分层的总厚度作为煤层的采用厚度
⑤夹矸不稳定,无法进行煤分层对比的复煤层,当夹矸的总厚度不超过煤分层总厚度的1/2时,以各煤层的总厚度作为煤层采用厚度夹矸单层厚度不受最低可采厚度的限制
(4)容重确定的原则新投产的矿井,容重可沿用最终地质报告提出的容重数据生产矿井应随着修改地质报告和进行全面储量核实重新测定容重,获得新的容重数据实测容重的方案应由地测部门和化验部门配合提出实测容重的结果需报省(市、区)煤炭厅(局、公司)批准后方才有效
(5)在储量计算中,面积以平方米(m2)、厚度以米(m),容重以立方米吨(吨/立方米、T/m3)、储量以吨(T)为单位储量汇总时以万吨为单位,取小数点后一位小数点后第二位四舍五入
(6)储量计算结果必须经过检查检查应在原计算图上以相同的计算方法进行检查结果若在允许误差范围内,应以原计算结果为依据;如果超过允许误差,应查找原因予以更正储量块段面积的量测,需由他人抽查抽查的比例应大于总块段个数的10%每个块段两次面积之差,不得超过求积仪的允许误差
3.3矿井工作制度、生产能力、服务年限
3.
3.1矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定,结合大平煤矿实际情况,确定矿井年工作日为330d,每天四班作业,其中三班生产,一班检修,每日净提升时间为16h
3.
3.2矿井生产能力的确定井田内煤层赋存相对稳定,地质构造简单,煤层倾角为3°~8°,主采煤层厚度较大,适合综采,不宜建设小型矿井,按照《煤炭工业矿井设计规范》的规定,矿井设计生产能力以60万t/a为宜
3.
3.3矿井服务年限的确定根据《煤炭工业矿井设计规范》的要求,新建矿井及其第一开采水平的设计服务年限,不宜小于表3-7新建矿井设计服务年限的规定表3-7新建矿井设计服务年限Table3-7Servicelifeofnewmine矿井设计生产能力Mt/a矿井设计服务年限a第一开采水平设计服务年限a煤层倾角<25°煤层倾角25°~45°煤层倾角>45°
6.0及以上
70353.0~
5.
060301.2~
2.
4502520150.45~
0.940201515矿井服务年限按下式计算T=Z/A·K(式3-2)式中T——矿井服务年限,a;Z——设计可采储量,万t;A——设计生产能力,万t/a;K——储量备用系数,取
1.3~
1.5,本次取
1.4则矿井服务年限T=Z/(A·K)=
4842.4/(60×
1.4)≈
57.6(a)本矿井设计年限为
57.6a,符合《煤炭工业矿井设计规范》的要求4井田开拓及盘区设计
4.1矿井开拓方案的确定山西大平煤业有限公司井田地处中等切割至轻微切割的低山丘陵地带,由黄土梁、冲沟组成的典型黄土侵蚀型地貌,区内沟谷发育,地形比较复杂,可供选择的矿井工业场地位置只有浊漳河西源的南北两岸选定浊漳河西源的南岸建设工业广场,因为该工业场地地势开阔,矿井对公路、铁路及村庄环境影响较小,井筒施工受河床水害影响也较小,井筒和工业场地位于村庄、河流煤柱内,减少了煤柱损失在工业广场的西南侧和东南部分别布置主井和立井,这样便于开采初期的运料和工业广场上地面生产系统的布置山西大平煤业有限公司主采的3号煤层属稳定的全区可采煤层,煤层厚度
5.09~
7.20m,平均厚度
6.25m煤层结构简单,含0~1层夹矸,顶板主要为泥岩、粉细砂岩、砂质泥岩底板以砂质泥岩、细砂岩为主,偶有泥岩及炭质泥岩开采的地质条件较好,若采用斜井井开拓方案,则辅助提升比较困难,通风也不利,特别是开采下部煤层时通风路线长、阻力大、风量小而立井作为副井正好能弥补这方面的不足,副立井不受其他地质条件影响,适应能力强,提升速度快,能力大,可扩大断面因此,综合考虑经济技术以及地质条件,开拓方式定为主斜副立综合开拓矿井开拓方式剖面图见图4-1图4-1开拓方式剖面图Figure4-1Modeofdevelopment
4.
1.1井筒形式和数目建井初期,先开凿主斜井、副立井,之后在井田中部开凿回风立井共开凿三个井筒,其中两个立井,一个斜井
4.
1.2井筒位置及坐标主斜井井筒实际落底标高为+563m井筒倾角25°,井筒净宽
4.68m,净断面积
15.62m2,斜长
769.0m,井筒装备一条带宽1000mm大倾角强力运输式输送机,担负全矿井提煤任务,并利用检修轨道担负全矿井大件和长材料的上、下任务,利用主井井底联络巷布置中央变电所、主排水泵房和井底水仓副立井布置于主斜井井口西约220m处,井筒直径5m,净断面积
19.63m2,揭露垂深
240.0m,水平标高+650m,装备滚筒直径
2.5m的双滚筒绞车提升以及一对单绳单层单车罐笼,担负矿井矸石、材料设备和人员的升降任务,装备梯子间,兼作进风和安全出口回风立井在井田中部布置回风立井,井筒直径
4.0,揭露垂深326m,净断面积
10.68m2,装备梯子间,担负全矿井回风任务,并作为矿井安全出口之一井筒位置、坐标以及井筒特征装备等井筒特征详见表4-1井筒特征表4-1井筒位置及特征表Table4-1Thepositionandcharacteristicsofwellbore名称及参数项目主斜井副立井回风立井井口坐标纬距X(m)
4043561.
2184043614.
4544043457.432经距Y(m)
19670812.
95119670617.
83219669927.819标高Z(m)+
888.0025+
890.262+
890.440落底标高(m)+
563.009+
650.262+
564.440井筒长度(m)
769.
0240.
0326.0井筒净宽或净直径(m)
4.
685.
04.0井筒支护方式及厚度(mm)表土段混凝土碹,600混凝土碹,600混凝土碹,600基岩段锚喷,150混凝土碹,350混凝土碹,300井筒断面积(m2)净
15.
6419.
6310.68掘表土段
25.
2430.
1722.05基岩段
17.
1725.
5016.61井筒坡度25°90°90°井筒方位角97°325°335°井筒装备输送机、提升绞车提升绞车、梯子间主斜井、副立井、回风立井的断面图分别见图4-2和图4-3以及4-4图4-2主斜井断面图Figure4-2Maininclinedsectionaldrawing图4-3副立井断面图Figure4-3Shaftsectionaldrawing图4-4回风立井断面图Figure4-4Ventilationsectionaldrawing
4.
1.3水平数目及高度大平煤矿井田南北长
4.0km,东西宽
3.5km,因井田内3号煤层倾角为3°~8°,属于近水平煤层;按煤层间距,井田内主要可采煤层为3号煤15-3号煤层,3号煤层为上组煤,15-3号煤层为下组煤,二者平均间距为116m;按煤层厚度,3号煤层平均厚度为
6.25m,15-3号煤层平均厚度为
1.45m根据上述三个特点,宜在上下两组煤中分别设置水平开采本设计只针对3号煤层,故以3号煤层为一个水平,采用盘区式开采
4.
1.4主要巷道布置情况
(1)确定大巷的数目及布置时,一般应遵循下列原则
①开采煤层群时,根据煤层数目、煤层间距,可以采用分层运输大巷主要石门的布置方式;集中运输大巷采区石门的布置方式或分组集中运输大巷主要石门的布置方式根据某些矿区的实际经验,煤层间距小于50m时,一般可采用集中运输大巷的布置方式,要用分组集中运输大巷布置方式时,分组间距一般应大于70m
②有些煤层的层间距离较大,但煤层受断层切割,或者赋存状态不稳定,只有局部地段可采,而且储量较小,不宜单独布置运输大巷,可根据具体情况与其它邻近煤层划为一组布置大巷对瓦斯量很大或有突然涌水危险的煤层,在技术和安全上必要时,可考虑分别划成煤组单独布置大巷;
③主要运输大巷一般应布置在煤组底板岩石中,但在下列情况下,也可考虑布置在煤层中;a单独开采的薄及中厚煤层;b煤层群中相距较远的单个薄煤层和中厚煤层,走向不大,资源/储量有限、服务年限短的;(c)煤层群(组)下部的薄及中厚煤层中开有集中大巷的;(d)煤层坚硬,围岩稳定,维护简单,费用不高的煤层;(e)煤系底部有强含水层或者富有含水的岩溶时,不宜布置在煤层底板大巷的;(f)煤层坚硬而顶底板松软或者膨胀,难以支护的
④岩石运输大巷应布置在坚硬、稳定、厚度较大的岩层中,如砂岩、石灰岩和砂质页岩等避免在松软、吸水膨胀、易风化的岩层中布置运输大巷应距煤层有一定距离,以避开支承压力的不利影响,这个距离一般与煤层10~30m,对急斜煤层,为避免底板移动影响,一般应布置在底板移动范围以外10~20m的地方
⑤在个别情况下,煤层底部岩层水文条件复杂,煤组内煤岩均较松软,维护困难,也可将运输大巷布置在煤层顶板岩层中,此时,必须根据开采后岩层垮落范围,留设护巷安全煤柱
(2)总回风巷道的位置需要在矿井开拓和通风系统中统一考虑总体上应该在下列原则下进行布设
①在井田开拓中,第一水平的总回风巷道一般布置在第一水平上山采区的中部,沿井田走向的上部边界下一水平的总回风巷道常常可以利用上水平的运输大巷在上、下水平交替期间仍然可以利用上一水平的总回风巷道
②第一水平沿走向的总回风巷道尽可能标高一致,以便于掘进和维护若因露头深浅不一,开采高度不同而上部边界标高相差较大时,总回风道可按不同标高分段布置,但应尽量减少分段数分段之间由斜巷连接当需要总回风巷道进行辅助运输时,应考虑相应的提运设施
③当多水平同时生产时,应使上水平的进风与下水平的回风互不干扰一般要在上下水平间布置一条与运输大巷平行的下水平总回风巷道,也可利用掘进运输时的配风巷平行的运输大巷和总回风巷的间距一般应大于30m,井采取措施以减少漏风
④在煤层埋藏浅、冲积层不厚、不含水、能用普通方法掘进小风井时,可采用采区风井或几个采区共用风井通风,不设或只设一段总回风巷
⑤在煤层上覆有含水冲积层时,在井田浅部开采边界要留设防水煤柱第一水平总回风巷可设在防水岩柱内在避免工作面开采动压影响的条件下,要靠近采区上部第一个工作面的回风道
⑥近水平和极缓倾斜煤层的总回风道,常与运输大巷平行并列布置当开拓煤层群时,根据开拓方式,运输大巷与总回风巷可放在同一层位,也可放在不同层位在同一层位时,两者应有必要的间距不小于30m以减少漏风在不同层位时两者可上下重选布置以减少煤柱损失
⑦缓倾斜煤层群的总回风巷一般可设在煤层群下部稳定的煤层或底板中层间距较大,倾角较小时,也可把总回风巷设在煤层群的上部
⑧对于倾斜或急倾斜煤层,总回风巷一般应设在最下一个可采煤层底板不受开采影响的稳定岩层中有条件的倾斜煤层也可将总回风巷设在最下的可采煤层中
⑨采用多并筒分区开拓的矿井,不设全矿井的总回风巷根据各分区的开拓部署,设置各自的总回风巷根据以上各个大巷布置的原则,结合3号煤层赋存条件,其顶底板岩性主要有粉砂岩及粉砂质泥岩,稳定性较好,且3号煤层平均厚度为
6.25m,煤层稳定性良好综合各方面因素,决定在主斜井井底附近,沿煤层倾向布置运输大巷、轨道大巷、回风大巷,其中运输大巷、轨道大巷沿煤层底板布置,回风大巷沿煤层顶板布置,三条大巷间距30m运输大巷通过井底煤仓与主斜井连接,轨道大巷与副立井井底车场连接,回风大巷通过回风立井联络巷与回风立井连接形成了3号煤开采时的主要运输、通风、排水系统各大巷的布置如图4-5大巷布置图所示图4-5巷道布置平面图Figure4-5Roadwaylayoutplan
4.
1.5盘区划分井田内主采煤层为3号煤层,煤层厚
5.09~
7.20m,平均厚度
6.25m,煤层倾角为3°~8°,煤层稳定全区可采将井田划分为两个盘区,一盘区走向长度约为1650m,倾向长度约为2970m,面积约为
4.5km2二盘区因有九龙村和浊漳河,以及井田边界因素,采区的服务年限比较少这样布置盘区,可以使一盘区的区段长度最大化,减少工作面搬家的次数,有利于矿井的高效开采
4.2开采顺序在井田范围内,盘区的开采顺序一般采用前进式,即从井田中央开始,向井田两翼推进的方式煤层组与组间的开采顺序,原则上采用下行式,即先采上煤组,依次开采下组煤层但如果煤组间距离较远,上、下煤组不受采动影响时,也可以先开采下煤组至于盘区范围的煤层和区段的开采顺序,一般也是下行式开采,即先采上层煤及上区段,然后依次开采下煤层及下区段,但在特殊情况下,也可考虑上行式的开采顺序,如近水平煤层,就可先布置盘区的下区段先采;缓倾斜煤层,顶板淋水较大时,为了减少水对开采的影响,也可采用上行式根据以上开采顺序的原则和井田实际情况,全井田3号煤层共划分二个盘区,分别为南侧的一盘区和上山北侧二盘区,开采顺序为先采一盘区后采二盘区盘区内回采工作面采用后退式开采,区段运输巷道掘进到井田边界后,工作面推进向井田中央推进
4.3盘区布置及主要参数盘区布置及主要参数是根据盘区的地质资料、设计资料和矿井的生产情况,设计出首采工作面采煤工作面长度、区段长度、工作面连续推进长度等具体参数;设计出盘区的具体尺寸和盘区的生产能力;设计出盘区留设煤柱及回采率
4.
3.1设计盘区的位置、边界、范围全井田3号煤层共划分二个盘区,分别为南侧的一盘区和北侧的二盘区,开采顺序即为先采一盘区,再采二盘区一盘区走向长度约为1650m,倾向长度2970m,面积约为
4.5km2盘区的划分如图4-6所示两个盘区的主要参数如表4-2所示表4-2盘区参数Table4-2Miningareaparameters盘区编号盘区面积(km2)设计可采储量万t服务年限a设计能力(万t/a)一盘区
4.
53235.
438.5a60二盘区
3.
43160719.1a60图4-6盘区划分示意图Figure4-6Theminingdistrictschematic
4.
3.2盘区的地质和煤层情况
(1)盘区煤层特征一盘区位于全井田东南侧,煤层倾角为3°~8°,为全区稳定可采的近水平厚煤层煤层厚度
5.09~
7.20m,平均
6.25m,煤层结构较简单,夹1~2层夹矸根据预测,矿井生产初期绝对瓦斯涌出量为
10.91m3/min,相对涌出量为
6.9m3/t煤尘有爆炸危险性,自燃倾向性为不易自燃煤层
(2)盘区煤层顶板岩石情况3号煤层直接顶板主要为泥岩、粉细砂岩、砂质泥岩,平均厚度
10.31m;底板以砂质泥岩、细砂岩为主,偶有泥岩及炭质泥岩,平均厚度
8.72m据该矿地质报告,顶板裂隙不发育,一般不发生冒顶现象
(3)盘区内主要地质构造一盘区内主要有F1正断层,该断层走向北东东,倾向南东东,倾角70°,位于矿区南部边界,北北西盘(下盘)上升、南南东盘(上盘)下降,为一正断层,区内断距约150m,全区呈隐伏状该断层基本上为矿井的南部边界,该断层以南区域很小,对矿井3号煤层开采和工作面的布置无影响
4.
3.3首采采煤工作面长度的确定本部分设计内容主要包括工作面走向长度(倾斜长壁工作面为倾斜长度,有时候也叫做工作面连续推进长度)、工作面区段(倾斜)长度(倾斜长壁工作面为走向长度)影响工作面长度的主要因素
(1)地质因素
①煤层厚度煤层薄,工作面行人运料不便时,工作面不宜太长煤层厚度较大时作面长度应与采煤工艺开采厚度是否分层及其厚度、开采能力相适应放顶煤工作面长度除受到与单一煤层和分层开采煤层工作面具有共向的制约因素外,还受到顶煤厚度的影响设备能力一定的情况下,顶煤厚度加大,采放比提高时,工作面长度应适当缩短对于厚及特厚煤层,一次开采厚度大的放顶煤工作面,当工作面产量主要由放煤能力决定时,工作面长度不宜太大煤层厚度较大,采用普通支柱时,采高大于
2.5m,顶板支护困难,或顶板垮落有推倒放顶线支柱的危险,应打斜撑柱,工作面不宜太长
②倾角煤层倾角大于30°,行人运料很不方便,特别是急倾斜煤层,工作面作业条件比较因难,劳动强度大.为了安全起见,防止滑落煤和岩块砸伤人员或冲倒支架,工作面宜短不宜长
③围岩性质顶板松软破碎的工作面,放顶时矸石易窜入工作空间影响作业,工作面越长、暴露顶板面积越大,采场压力越大,对采场生产和安全都水利因此,顶板松软破碎或坚硬时,工作面不宜太长
④地质构造地质构造主要包括断层、沼曲、陷落校与岩浆侵入,其中以断层和陷落柱影响为最大不同的回采工艺方式,对地质构造的适应性有所不同一般来说机械化程度越高,对地质构造的适应性则越差
(2)技术因素
①采煤机滚筒式采煤机或刨煤机采煤比爆破落煤的进度快、效率高、产量大条件相同时机采工作面长度应大于炮采工作面长度工作面愈长、相对减少丁辅助工作时间,同时也相应减少了盘区区段数目和工作搬家次数,节约了工程量
②输送机设计选用输送机的运输能力和有效铺设长度应满足工作面长度、产量和进度要求
③顶板管理顶板不稳定时,工作面不应过长,综采工作面长度一般情况下是不受顶板管理要求的限制,故条件相同时综采上作面长度一般应大于普采工作面
④工作面通风一般情况下工作面长度与通风无直接关系瓦斯涌出量较大的煤层,需要用来冲淡瓦斯的风量愈大工作面风速大,引起煤尘飞扬,所以在高瓦斯矿井中,应按采煤工作面的通风能力确定工作面长度(式4-1)式中L—依据工作面通风能力确定的最大工作面长度,m;V—工作面内允许的最大风速,4m/s;B—工作面最小控顶距,m;m—工作面面采高,m;C1—风流收缩系数,取
0.9~
0.95;qb—生产吨煤所需风量,m3/min;SN—循环进度,m;P—煤层生产率,单位面积上出煤量,P=mrc,t/m3;r—煤的视密度,t/m3;c—工作面回采率;—昼夜循环数,个
⑤巷道布置在煤层群联合布置盘区时,由于各煤层的赋存条件和开采技术条件不同,根据工作面生产技术条件所确定的合理工作面长度也不尽相同这时,应在分析各煤层合理工作面长度的基础上,以主要开采煤层为主,兼顾其它煤层,统筹考虑选定一个对盘区内各煤层都比较合理的工作面长度
(3)经济因素由于工作面长度与地质因素和技术因素关系十分密切,直接影响生产效益、所以应根据条件,以产量高、效率高为原则选取合理的工作面长度合理的工作面长度应以生产成本最低、经济效益最好为目标采煤工作面的经验长度综合机械化采煤工作面长度,一般为150~220m,如开采技术条件许可工作面长度可达250~300m,每个工作面长度尽可能保持一致;普通机械化采煤工作面的长度,一般宜为120~160m,其总长度一般为200~300m炮采工作面长度一般为80~150m当受断层等构造影响时,根据实际情况决定其长度急倾斜煤层采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法的工作面长皮一般为30~60m水砂充填采煤的工作面长度,可参照条件类似的分层下行陷落采煤法工作面长度的数值确定放顶煤开采,当工作面端头受条件限制无法放煤时,应适当增加工作面长度对于日产万吨的高产高效放顶煤工作面,当煤层厚度较小、采煤机割煤时间大于放顶煤时间时,工作面长度以180~200m为佳;当煤层厚度较大、放煤时间较长时,工作面长度以150~180m为宜工作面的参考长度如表4-3所示表4-3工作面长度参考表Table4-3Facelengthofthereferencetable回采工艺类型工作面长度m综合机械化采煤不宜小于160普通机械化采煤薄煤层不小于120,中厚煤层不小于140炮采工艺100~120综合以上技术、经济、地质因素以及采煤工作面经验长度,选定工作面长度为190m
4.
3.4盘区区段长度及区段数目的确定
(1)盘区煤柱留设经验尺寸采用走向长壁采煤法的盘区,条件允许时,应优先考虑采用无煤柱护巷有煤柱护巷时,区段斜长等于采煤工作面长度加区段平巷和护巷煤柱的宽度根据《煤炭工业矿井设计规范》有关规定,护巷煤柱宽度可参考表4-4表4-4盘区煤层巷道护巷煤柱尺寸Table4-4Miningarearoadwaypillarsize巷道类别薄及中厚煤层巷道一侧m厚煤层巷道一侧m备注大巷20~3025~50回风巷2020~30区段平巷8~2015~20边界5~105~10较大断层10~5010~50视断层落差情况而定根据上述盘区煤柱留设经验,确定采区边界煤柱按20m留设,大巷间距30m,两侧预留煤柱30m,区段平巷煤柱预留20m
(2)影响盘区尺寸的因素盘区尺寸主要指盘区倾斜长度和走向长度一盘区走向长度约为1650m,倾向长度2970m,现将盘区的区段斜长、区段走向长度,和区段数目计算如下
一、二盘区均采用走向长壁采煤法,根据地质条件,需煤柱护巷有煤柱护巷时,区段斜长等于采煤工作面长度加区段平巷和护巷煤柱的宽度根据《煤炭工业矿井设计规范》有关规定,参照表3-4采区巷道护巷煤柱尺寸
(3)确定区段的倾斜长度、走向长度、区段数目根据上一节中工作面长度选定为190m,区段平巷的宽度5m,护巷煤柱的宽度定为20m,则区段倾斜长确定为220mL=2H+D+B(式4-2)式中L—区段斜长,m;H—区段平巷的宽度,m;D—护巷煤柱宽度;B—工作面长度则L=2×5+20+190=220m则区段倾斜长度为220m,因工作面沿煤层走向方向推进,确定区段的走向长度为1500m,即工作面连续推进长度为1500m,区段数目为12当盘区范围内煤层倾斜方向有较大变化或遇到落差较大的断层时,区段划分应考虑以这种自然变化为界,以利于工作面生产因采区内的断层基本为矿井南部边界,对采区煤层开采和工作面布置基本无影响,故不予考虑
4.
3.5盘区的生产能力、盘区煤柱和回采率盘区生产能力是盘区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面产旦的总和,是矿井和采区集中化的标志之一
(1)盘区生产能力的影响因素影响设计盘区生产能力的因素影响盘区生产能力的因素主要是煤层赋存状况和地质构造及开采技术条件,回采工艺和装备水平等,设计中正确地确定采区有关参数和采煤方法是保证采区生产能力的前提近年来,随着采煤、运输设备制造水平的高度发展,大大地提高了综采设备生产能力,因此在矿井综合开采条件许可时,应尽可能提高工作面单产,创造一井一面的高产大型矿井,从而使矿井生产工艺系统,设备配置更加完善,使矿井获得高的生产率和较高的综合效益,使矿井生产经营达到一个新的水平
(2)确定盘区生产能力的方法
①采煤工作面生产计算按照确定的工作面长度,选取工作面进度以及采高进行计算A=LL1M1rC1+LL1M2rC2(式4-3)式中A—工作面日产量,t/d;L—工作面长度,m;L1—工作面日进度,m;M1—采煤高度,m;M2—放顶煤高度,m;r—煤的视密度,t/m3;C1—工作面机采回采率;C2—工作面放顶煤回采率则A=190×
1.8×
2.4×
1.4×
0.95+190×
1.8×
3.85×
1.4×
0.8=2566t/d
②盘区内回采工作面数目盘区内同时生产的综采工作面宜为一个面,不应超过两个面;普采工作面宜为两个面,不应超过三个面近年来,随着矿井机电装备能力的提升,矿井生产集约化、机械化、信息化的发展,多数高产高效矿井都装备了一井一面的生产布置方式,大大提高了生产效率和安全性能根据实际情况,本盘区内采用一个工作面便可满足产量要求
③盘区生产能力计算盘区内同时回采工作面数目及其工作面单产确定后,可按下式计算盘区生产能力盘区内同时回采工作面数目及其工作面单产确定后,可按下式计算盘区生产能力AB=k1k2∑A(式4-4)式中AB—盘区生产能力,t/d;∑A—回采工作面日产量之和,t/d;k1—工作面产量不均衡系数,本盘区只有一个工作面,取1;k2—盘区内掘进出煤系数,取
1.1;则AB=1×
1.1×2729=
2822.6t/d年生产能力A=ABTr=
2822.6×330×
0.9=
83.8万t/a,其中r为循环率,按
0.9计算矿井生产能力能够满足60万t/a
④盘区生产能力验算初步确定盘区生产能力后,还应验算运输、通风、采区车场能力等生产环节的能力(a)盘区运输能力为保证盘区生产能力,要求盘区运输设备的小时生产能力应与回采工作面设备能力相适应对中、小矿井,采区运输设备设计能力为An≥(式4-5)式中An—运输设备的设计能力,t/d;
1.25—产量不均衡系数;—运转不连续性系数,一般采用绞车时为
0.8~
0.9,采用输送机时
0.7~
0.8则An≥=
4410.3t/d=
183.8t/h,即盘区的运输能力应大于
183.8t/h(b)盘区的通风能力盘区的生产能力应和通风能力相适应验算通风允许的最大盘区生产能力为AB≤(式4-6)式中V—巷道允许最大风速,取4m/s;S—进风或回风巷道净断面,取12m2;Q—日产一吨煤所需风量,m3/min/t根据《通风细则》高瓦斯矿井日产一吨煤所需风量不小于
1.5m3/min,本次计算Q取2m3/min/t因AB≤60×4×12÷2=1440t.min/s=86400t/d,故盘区通风能力满足要求
(3)盘区煤柱盘区煤柱包括盘区范围内的巷道煤柱,以及盘区边界煤柱,断层煤柱,防水煤柱、边界煤柱等按其作用和性质可分为护巷煤柱和隔离煤柱两大类
①盘区煤柱的留设根据经验,一般煤层大巷保护煤柱两侧各宽50~100m
②盘区边界和区段巷道煤柱盘区边界煤柱宽度一般为10~20m,当盘区边界亦为井田边界时,煤柱尺小大小按井田边界煤柱要求留设;区段巷道煤柱宽度为5~20m,厚煤层者取上限护巷煤柱留设时,在使用安全的前提下还应便于煤柱回收开采煤柱大巷间距30m,两侧预留煤柱30m,区段煤柱预留20m盘区的保护煤柱示意图见图4-6图4-6盘区保护煤柱示意图Figure4-6Miningareaofprotectivepillarschematic
(4)盘区回采率
①工作面回采率工作面采出煤量占工作面动用储量的百分率称作工作面回采率工作面回采率计算时按照下列原则进行选取数据厚煤层不应小于93%;中厚煤层不应小于95%,薄煤层不应小于97%,而在煤层冒放性较好和良好的放顶煤采煤工作面,其工作面回采率为85%因3号煤层平均厚度为
6.25m,属于厚煤层,工作面回采率为95%
②盘区回采率盘区采出煤量占储量的百分串,称作盘区回采率盘区储量是指盘区内的矿井设计储量减去工业场地地面建筑物和构筑物、井下主要巷道保护煤柱煤量所得的储量按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定盘区回采率厚煤层不应小于75%,中厚煤层不应小于80%,簿煤层不应低于85%结合实际情况,本盘区回采率为75%
4.
3.6盘区内巷道及硐室布置
(1)一般规定采煤工作面瓦斯涌出量大于或等于20m3/min、进回风巷道净断面8m2以上,经抽放瓦斯达到《煤矿瓦斯抽采基本指标》的要求和增大风量已达到最高允许风速后,其回风巷风流中瓦斯浓度仍不符合本规程第一百三十六条规定的,由企业主要负责人审批后,可采用专用排瓦斯巷,专用排瓦斯巷的设置必须遵守下列规定
①工作面风流控制必须可靠;
②专用排瓦斯巷必须在工作面进回风巷道系统之外另外布置,并编制专门设计和制定专项安全技术措施,严禁将工作面回风巷作为专用排瓦斯巷管理;
③专用排瓦斯巷回风流的瓦斯浓度不得超过
2.5%,风速不得低于
0.5m/s;专用排瓦斯巷进行巷道维修工作时,瓦斯浓度必须低于
1.0%;
④专用排瓦斯巷及其辅助性巷道内不得进行生产作业和设置电气设备;
⑤专用排瓦斯巷内必须使用不燃性材料支护,并应当有防止产生静电、摩擦和撞击火花的安全措施;
⑥专用排瓦斯巷必须贯穿整个工作面推进长度且不得留有盲巷;
⑦专用排瓦斯巷内必须安设甲烷传感器,甲烷传感器应当悬挂在距专用排瓦斯巷回风口10~15m处,当甲烷浓度达到
2.5%时,能发出报警信号并切断工作面电源,工作面必须停止工作,进行处理;
⑧专用排瓦斯巷禁止布置在易自燃煤层中
⑨随着采煤工艺的发展,为了适应综采推进和产量大幅度提高的要求,在盘区布置时,回采巷道一般沿煤层布置煤巷,不再设置岩石中巷在开采单一中厚煤层或薄煤层时,一般沿煤层布置,在开采煤层群时,也应尽可能沿煤层布置巷道,巷道支护方式目前也主要采用锚杆支护
(2)盘区内巷道布置根据上述规定,本采区共布置三条大巷,分别是运输大巷、轨道大巷、回风大巷其中运输大巷、轨道大巷沿煤层底板布置,回风大巷沿煤层顶板布置运输大巷、轨道大巷以及回风大巷的巷道断面图如图4-7所示,巷道的特征表见表4-5(a)轨道大巷(b)运输大巷(c)回风大巷图4-7大巷断面图Figure4-7Downtheroadwaycross-sectiondiagram表4-5巷道特征表Table4-5Roadwaycharacteristicstable巷道名称断面积(m2)掘进尺寸(mm)支护方式喷射厚度(mm)净周长(m)净断面积设计断面宽高轨道大巷
12.
013.0242003100锚喷
10014.0运输大巷
12.
013.0242003100锚喷
10014.0回风大巷
14.
415.5145003200锚喷
10015.4
(3)区段平巷的布置开采厚煤层时,各分层的区段平巷,在煤层倾角小于15°~20°时,一般用内错式布置;倾角大于20°~25°时,可用水平式布置;倾角小于8°~10°的近水平煤层,一般可用重迭式布置对于开采煤层群的联合布置采区及单一厚煤层分层开采采区应考虑设置区段集中巷根据经验,其位置应选在距煤层底板的垂直距离8~12m处,并在支承压力传递影响角以外的地方,角度介于25°~55°之间,区段集中巷还应布置在比较坚硬的稳定的底板岩层中,并应避开地质破坏的影响本盘区内区段平巷巷道断面图如图4-8所示巷道特征表见表4-6(a)区段运输平巷断面图(b)区段回风平巷断面图图4-8区段平巷断面图图4-8Sectionaldrawingofsectionofthetransportlane表4-6巷道断面特征表Table4-6Roadwaycharacteristicstable巷道名称断面积(m2)掘进尺寸(mm)支护方式净周长(m)净断面积设计断面宽高区段运输平巷
12.
414.5250003300工字钢
14.3区段回风平巷
12.
414.5250003300工字钢
14.3
(4)盘区硐室盘区硐室主要包括盘区煤仓、盘区绞车房和盘区变电所盘区煤仓容量的确定煤仓的形式一般采用垂直式圆形断面当由于巷道的原因,煤仓上、下口不在一个垂直面时,也可采用倾斜式,圆形或拱形断面从目前实际使用的煤仓来看,圆形垂直煤仓的直径一般为2~4m,其相应的高度大多在20m左右井底煤仓的有效容重可以按照下式计算Qmc=(
0.15~
0.25)Amc(式4-7)式中Qmc—井底煤仓有效容重(t);Amc—矿井设计日产量(t),本次设计日产量为
1818.2t/d;
0.12~
0.25—系数,中型矿井取大值,大型矿井取小值,本次设计取
0.2则Qmc=
0.2×
1818.2=
363.64t,取400t根据本设计的地质条件和现有技术,选用圆形断面,直径一取4m垂直式煤仓,又本矿生产能力60万t/a,故煤仓容积取400t为了巷道安全,煤仓与巷道连接处必须加强支护,在煤仓下部收口处四周敷设数根钢梁,灌入混凝土与大巷支护连为一体煤仓周壁采用砌碹支护煤仓的尺寸如图4-9所示图4-9煤仓尺寸示意图Figure4-9Coalbunkersizeschematic盘区绞车房应布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点,应避开较大的地质构造、含水层,并不受开采影响绞车房与相邻巷道要有足够的保护煤柱或岩柱一般不小于10m本次设计的绞车房平面尺寸
12.0×
21.0m2,檐口高
5.2m,采用锚喷支护,喷厚100mm变电所应设在围岩稳定、地压小、通风良好、无淋水的地点,同时应设在盘区用电负荷的中心,并靠近有轨道运输的巷道本次设计的变电所在轨道大巷与回风大巷之间,支护方式采用锚喷支护
4.
3.7盘区生产系统盘区主要生产系统包括
(1)采区煤流系统回采工作面的原煤经过如下环节进入地面储煤场煤由回采工作面→区段运输平巷→运输大巷→井底煤仓→主斜井→地面掘进工作面的原煤经过如下环节进入地面储煤场掘进机→转载机→可伸缩运输输机→运输大巷→井底煤仓→主斜井→地面
(2)辅助运输系统矿井井下辅助运输采用调度绞车牵引矿车运输,其运输环节如下井下采区正常生产所需的材料、设备由副立井→副立井井底车场→轨道大巷→区段回风平巷→回采工作面井下生产所需的大件、长材料、设备由主斜井→主斜井井底车场→轨道大巷→区段回风平巷→回采工作面
(3)通风系统工作面所需的新鲜风流由主斜井、副立井→运输、轨道大巷→区段运输平巷→回采工作面工作面污风→区段回风平巷→回风大巷→回风立井→地面
(4)排水系统工作面或巷道淋水→运输、轨道、回风大巷→主斜井井底车场→井底水仓→主斜井→地面
4.4采煤方法及采煤工艺采煤方法就是采煤系统与采煤工艺的综合及其在时间和空间上的相互配合我国煤层赋存条件多样,开采技术条件各异,因而促进了采煤方法的多样化发展目前实际采用的采煤方法主要分为长壁垮落采煤法,放顶煤采煤法,急倾斜采煤法,充填采煤法,水力采煤法等
4.
4.1采煤方法选择选择合理的采煤方法应遵循以下原则
(1)煤炭资源损失少,采用正规回采方法;
(2)安全及劳动条件好;
(3)尽量采用机械化采煤,以达到工作面高产、高效;
(4)材料消耗少,生产成本低;
(5)便于管理根据本井田煤层赋存条件、开采技术条件以及国内外采煤技术装备发展水平,鉴于井田内3号煤层倾角3°~8°,为全区稳定可采的近水平厚煤层煤层厚度
5.09~
7.20m,平均
6.25m,煤层结构较简单,夹1~2层夹矸顶板为黑色泥岩、粉砂质泥岩;底板为粉砂质泥岩或泥岩本次设计采用走向长壁采煤法,采用综采放顶煤回采工艺,采空区全部垮落顶煤冒放性分析
(1)矿井3号煤层埋藏深,井田范围内埋深均大于200m,顶煤较易冒落
(2)根据邻近矿井资料,矿井3号煤层硬度小,有利于顶煤的冒落
(3)矿井3号煤层内生裂隙发育,顶煤在支承压力的作用下易于破碎,冒放性好故此采煤方法可以在保证满足60万t/a的设计生产能力的同时,能够使矿井取得最佳经济效益
4.
4.2回采工艺本次设计采用综采放顶煤回采工艺对首先投产工作面进行回采工艺设计,回采工艺设计包括机械设备选型、确定作业方式、确定支护和采空区处理方法、编制循环作业图表及工作面技术经济指标表
(1)综采工作面机械设备
①采煤机本次设计选用MGY150/375-W型双滚筒采煤机,装机总功率375kW,使用牵引速度0~6m/min,可满足矿井年产60万t的需要,采煤机技术特征见表4-7表4-7采煤机技术特征表Table4-7Shearertechnicalcharacteristicstable设备型号采高(m)电机功率(kW)滚筒直径(m/个)截深(mm)牵引速度(m/min)机面高度(mm)重量(t)MGY150/375-W
1.6~
2.637526000~6126924由于采区内煤层赋存稳定,倾角较小,所以采用采煤机双向割煤,追机作业;前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤;在工作面端部斜切进刀,上行下行均割煤,往返一次进两刀;采煤机过后先移架后推移刮板运输机采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式如图4-10图4-10采煤机进刀方式Figure4-10Thetypeofshearerwork进刀过程如下(a)当采煤机割至工作面端头时,其后的运输机槽移近煤壁见图a;(b)调换滚筒位置,前滚筒降下、后滚筒升起、并沿运输机弯曲段返向割入煤壁,直至运输机直线段为止,然后将运输机移直见图b;(c)再调换两个滚筒上、下位置,重新返回割煤至运输机机头处见图c;(d)将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换上、下滚筒位置,返程正常割煤图d
②可弯曲刮板输送机工作面可弯曲刮板输送机要满足三个方面的要求(a)运输能力要与采煤机的瞬时产量相匹配并留有余地;(b)外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配;(c)运输机长度与工作面长度一致,工作面长度为190m考虑上述因素,本次设计工作面刮板输送机选用SGZ764/2×200型可弯曲刮板输送机二台,符合上述要求,分别为机采和放煤所用其主要技术参数见表4-8表4-8可弯曲刮板输送机技术特征表Table4-8Technicalcharacteristicsofthetablebentscraperconveyor设备型号设计长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/min)中部槽内宽电机功率(kW)电压等级(V)SGZ764/2×
2002006001.0764mm2×2001140/660
③顺槽转载机和破碎机顺槽转载机、破碎机的转载、破碎能力要求与工作面的生产能力相适应,并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩带式输送机相配套回采工作面主要设备配备如表4-9所示表4-9回采工作面主要采煤机机械配备表Table4-9TheShearermachineryequipmenttable序号设备名称型号功率单位数量1采煤机MGY150/375-W375台12液压支架ZF4800/17/33架623过渡液压支架ZFG5600/20/33架44可弯曲刮板输送机SGZ764/4002×200台25转载机SZZ—830/200200台16破碎机PCM160160台17可伸缩运输运输机SSJ1200/160160台1
(2)采煤工艺及顶板管理综放工作面设备布置图如图4-11所示图4-11综放工作面设备布置图Figure3-11Fullymechanizedcavingfaceequipmentlayout1—采煤机2—刮板输送机3—液压支架4—皮带运输机5—配电设备6—安全绞车7—泵站8—转载机A,B,C—不同区域的顶板该煤层割煤高度为
2.4m,放煤高度为
3.85m,采放比为
11.604工作面采用液压支架支护顶板,全部跨落法管理顶板综采工作面割煤、移架、推移输送机三个主要工作工序按照不同工序有以下两种搭配方式,即及时支护方式和滞后支护方式
①及时支护方式采煤机割煤后,支架依次或者分组随机立即前移,支护顶板,输送机随移架移向煤壁,推移步距等于采煤机截深这种支护方式,推移输送机后,在支架底座前端与输送机之间富余一个截深的宽度,工作空间大,有利于行人、运料和通风;若煤壁容易片帮时,可先于割煤进行移架,支护新暴露出来的顶板但这种支护方式增大了工作面控顶宽度,不利于控制顶板
②滞后支护式割煤后输送机实现逐段移向煤壁,支架随输送机前移,二者移动布局相同这种配合方式在底座前端和机械之间没有一个截深富余量,比较适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板,但直接顶稳定性差的顶板适应性差为了克服该缺点,在某些综采面支架装有护帮板,前筒割过后将护帮板伸开,护住直接顶,随后推移输送机,移架由于本设计中煤层顶板属泥、砂岩,属于中度稳定顶板,为防止假冒顶板事故发生,必须采用先移支架后移输送机的“及时支护”方式
(3)工作面循环方式和循环作业图表的编制综采工作面一般只有割煤、前移支架和推移运输机等三个主要工序完成这三个主要工序就算完成一个循环,因而一般是按多循环方式组织作业的但在安排作业方式时,必须把机械设备检修作为综采工作的一个工序,进行适当安排,保证检修时间综采工作面的工序安排仍以保证割煤这个主要工序顺利进行为原则,移架和移运输机应积极配合割煤工作,尽可能实现平行作业综采工作面的工序安排仍以保证割煤这个主要工序顺利进行为原则,移架和移运输机应积极配合割煤工作,尽可能实现平行作业综采工作面的劳动组织有追机作业和分段作业两种基本形式,追机作业适用于顶板较稳定、支护工作较简单、移架速度快、工作面出勤人员较少、技术管理水平较高的情况;分段作业主要适用于工作面长度较短、截深较小、采煤机牵引速度快、班进多刀、顶板条件差、支护工作较复杂、工作面出勤人员多的情况准备班的工作量不是太大,主要是检修设备、更换易损零部件、前移转载机、回收运输和回风巷支架、平巷超前支护工作在工作面还有如加固煤壁、扶正支架、整理工作面端头等但这些工作可以平行进行,一般一班即可顺利完成本设计采用三班采煤一班准备的四班作业制,循环作业图表见图4-12图4-12循环作业图表Figure4-12Cyclechart
4.5矿井提升与运输系统矿井的提升与运输是煤炭生产过程中的重要生产环节,包括矿井提升系统、主要运输系统和辅助运输系统
4.
5.1矿井提升系统
(1)主井提升设备
①提升方式本矿井生产规模为60万t/a,矿井采用主斜井、副立井混合开拓方式,主井提升方式采用带式输送机提升主斜井井筒倾角25°,井筒宽度B=4680mm,断面形式为半圆拱
②主提升设备主斜井提升设备为B=1000mm的大倾角带式输送机输送距离为790m,电机功率N=2×315kW设计依据井底设煤仓,主斜井输送量;带速V=
2.5m/s;带宽B=1000mm;根据“煤炭工业带式输送机工程规范”带宽根据输送机能力与被输送物料的最大块度的关系,确定带宽B=1000mm煤的品种原煤;物料最大粒度300mm;物料散密度r=
0.90t/m3;输送距离LH=
715.98m,提升高度H=
333.87m;井筒倾角α=25°;工作制度330d/a;16h/d
(2)主斜井检修绞车主斜井检修绞车担负矿井升降大型设备、长材及主斜井运输输送机检修运送设备等辅助提升任务
①设计依据井筒特征斜长769m,倾角25°;最重件重量
16.8t;提升最重件使用MPC8-9型平板车,自重1015kg
②设备选型本设计采用JK-
2.5/
31.5型绞车,技术参数如下Dg=2500mm,Bg=1500mm;Fj=90kN,i=
31.5,VP=
0.3~
2.6m/s;配套电动机YB2-355M2-4660V250kW,电控设备随绞车成套供货检修绞车一回660V电源引自矿井35kV变电所低压配电室
(3)副立井提升设备副立井提升设备担负矿井升降人员、提升矸石,运送材料及设备等辅助提升任务采用单绳单层单车罐笼双钩提升根据井筒深度核算如下设计依据井筒垂深Hs=240m工作制度年工作日330天,每天四班作业,三班生产,一班准备提升方式立井单绳双钩罐笼提升(a)最大班提升量下送工人60人;提升矸石20t;运送坑木8车;运送料石10车;运送砂子、水泥10车;升降设备5车;下保健车2次;运送炸药、雷管各1次;其它10次;提升最重件重量3t;(b)提升容器罐笼GG1-1型单绳单层单车罐笼,罐笼自重3630kg;装载标准1t矿车数量1辆;允许乘载人数12人;提升矸石采用MG
1.1-6B型1吨固定式矿车,自重610kg,额定载重量1000kg,最大载重量1800kg;提升最重件采用MP1-6A型平板车,自重465kg
4.
5.2矿井运输系统
(1)大巷主运输方式的确定根据井田开拓方式、生产能力和井下装备等条件,结合矿井机械化程度高、产量大、主要运输大巷均布置在煤层中、坡度随煤层起伏变化大等特点,同时考虑到矿井工业场地面积有限,为了简化井下运输系统,减少运输环节,实现从工作面到地面的连续运输,故大巷煤炭运输方式采用运输输送机运输方式确定井下煤炭运输采用运输机运输其优点如下可以实现工作面、大巷及井筒的连续运输,维护管理简单、易于实现自动化集中控制、所需工作人员少、便于生产管理;运量大、生产潜力大、运输可靠安全性好、能很好适应矿井生产的需要;适应煤层巷道的起伏变化
(2)大巷煤炭运输路线及设备
①井下运输的路线井下运输的路线如下所示工作面→区段运输平巷→运输大巷→井底煤仓→主斜井→地面
②大巷运输机选型本次设计选用一台型号为SSJ1000/2×75的可伸缩运输输送机,设计输送长度600m
(3)井下辅助运输井下巷道均沿煤层布置,矿井掘进矸石量很小,井下辅助运输主要是材料设备的运输鉴于本矿井辅助运输量不大,且大巷均沿煤层呈直线型布置,设计确定井下辅助运输方式采用调度绞车牵引矿车运输其优点是工艺简单,操作便利,对煤层倾角变化适应性强
4.6矿井供电、排水与压气系统
4.
6.1矿井供电系统电力是现代化矿山企业生产的主要能源,煤矿的电气化为煤矿生产过程的机械化和自动化创造了有利的条件,不断地改善着矿工的劳动条件现代的煤矿生产机械无不以电能作为直接或间接的动力,矿山的照明、通讯和信号也都使用电能对矿山企业进行可靠、安全、经济、合理地供电,对提高经济效益及保证安全生产等方面都有十分重要的意义
(1)矿山供电的重要性和基本要求
①供电可靠供电可靠就是要求供电不问断供电中断不仅会影响企业生产,而且可能损坏设备,甚至发生人身事故,严重时会造成矿井的破坏矿井井下含有瓦斯等有害气体,并有水不断涌出,一旦中断供电,可能使工作人员窒息死亡和引起瓦斯爆炸,矿井也有被水淹没的危险因此,对工矿企业中的这类负荷,供电应绝对可靠为了保证对矿山供电的可靠性,供电电源应采用两回独立电源线路,也可以来自不同的变电所或同一变电所的不同母线,且电源线路上不得分接任何负荷这样在任一回路电源发生故障的情况下,仍能保证对生产用户的供电
②供电安全供电安全就是在电能的分配、供应和使用过程中,不应发生人身触电事故和设备事故,也不致引起火灾和爆炸事故尤其是煤矿井下,生产环境复杂,自然条件恶劣,供电设备易受损坏,特别容易发生上述事故因此,必须严格按照《煤矿安全规程》的有关规定执行,确保供电安全
③供电质量所有的用电设备都是按照一定的电压和频率设计制造的,用电设备在额定值下运行性能最好因此要求供电质量方面有稳定的频率和电压,电压和频率是衡量电能质量的重要指交流电的频率对交流电动机的性能有着直接影响,频率的变动直接影响交流电动机的转速对于额定频率为50Hz的工业用交流电,其偏差不允许超过额定值±
0.2~±0.5Hz,即为额定频率的±
0.4%~±1%对于供电电压,送到用电设备的端电压与额定值总有一些偏差,此偏差值称为电压偏移,它是衡量供电质量的重要指标各种用电设备都能够适应一定范围内的电压偏移,但是如果电压偏移超过允许的范围,电气设备的运行情况将显著恶化,甚至损坏电气设备
④供电经济矿山供电的经济性要从下述三个方面着手尽量降低企业变电所与电网的基本建设投资;尽可能降低设备、材料及有色金属的消耗量;注意降低供电系统的电能损耗及维护费用此外,矿山企业还要求有足够的电能,这不仅要求电力系统或发电厂能提供充裕的电能,而且要求矿山企业供电系统的各项供电设施具有足够的供电能力
(2)主要设计内容
①供电电源本次设计矿井采用35kV双回路供电,两回35kV供电电源一回引自东南约7km处的候堡220kV变电站,另一回引自矿井西北5km处正在建设中的后湾110kV变电站,两回电源一用一备,当任一回路发生故障停止供电时,另一回可保证矿井全部负荷用电,并且满足《煤矿安全规程》规定
②井下主变电所井下主变电所10kV及
0.69kV主接线采用单母线分段接线,10kV配电装置选用PJG43-10型高压防爆配电装置,10kV起动器选用QBGZ-10型高压起动器,
0.69kV配电装置选用KBZ型矿用隔爆型低压馈电开关为确保安全生产,本次设计井下设备均选用隔爆型井下主变电所设一台KBSGZ-T-630/10,10/
0.69kV,630kVA矿用隔爆型干式变压器,以660V向区段回风平巷及井底车场等配电点供电,另设一台KBSGZ-T-200/10,10/
0.69kV,200kVA矿用隔爆型干式变压器,以660V专用于给掘进工作面的局扇供电,其线路上不得分接其他负荷,以实现井下局扇供电的“三专两闭锁”
③井下高、低压配电系统从井下主变电所以10kV电缆线路向井下主变电所变压器、综采工作面移动变电站、区段运输平巷移动变电站、掘进工作面移动变电站、运输机移动变电站供电井下主变电所设一台KBSGZ-T-630/10,10/
0.69kV,630kVA矿用隔爆型干式变压器;另设一台KBSGZ-T-200/10,10/
0.69kV,200kVA矿用隔爆型干式变压器;综采工作面及区段运输平巷选用两台KBSGZY-T-1000/10/
1.14kV1000kVA矿用隔爆型移动变电站;另选用一台KBSGZY-T-630/10/
0.69kV630kVA矿用隔爆型移动变电站;区段运输平巷选用一台KBSGZY-T-500/10/
0.69kV500kVA矿用隔爆型移动变电站;区段平巷掘进工作面选用一台KBSGZY-T-500/10/
0.69kV500kVA矿用隔爆型移动变电站;大巷掘进工作面选用一台KBSGZY-T-500/10/
0.69kV500kVA矿用隔爆型移动变电站井下主变电所的高压馈电线上,必须装设选择性的单相接地保护装置,供移动变电站的高压馈电线上,必须装设有选择性动作于跳闸的单相接地保护装置井下低压馈电线上装设带有漏电闭锁装置井下供配电电压为10kV、1140V和660V岩石电钻、煤电钻及照明灯具电压127V,由电钻或照明变压器综合装置供给
④井下电缆、照明选型井下10kV供电电缆选用MYJV22-6/10型矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆;1140V、660V供电电缆选用MYP-
0.66/
1.14型矿用屏蔽橡套软电缆;采煤机采用专用电缆;煤电钻选用MZ-
0.3/
0.5型矿用电钻软电缆;井下照明选用MYQ-
0.3/
0.5型矿用轻型橡套软电缆井下车场、运输大巷、辅助运输大巷、工作面区段运输平巷及主要机电硐室设固定照明固定照明电压127V,选用EXJ-18/127矿用隔爆型节能荧光灯具灯具电源由BZX-4660/127V照明变压器综合装置供电照明干线选用MZ-
0.3/
0.5,3×4+1×4矿用橡套软电缆,支线选用MYQ-
0.3/
0.53×4矿用轻型橡套软电缆
⑤通信系统工业场地通信线网沿通信电杆敷设方式或采用沿建筑物外墙敷设方式,通信电缆采用MHYA-20×2×
0.8市话通信电缆在井底车场硐室、井下主变电所、主排水泵房、综采工作面、掘进工作面设置本安型调度电话机,通信电缆选用矿用阻燃型MHYA-20×2×
0.8型两回沿副立井井筒敷设至井底车场等候室交接箱,再经分线合引至各地点矿井35kV主变电所与井下主变所设专用直通电话,采掘工作面与井下主变电所设直通电话
4.
6.2矿井排水系统为确保矿井安全生产,防止地表水涌入井下,要及时地把矿井内积水排出地表,这样才能保证矿井的正常生产
(1)排水系统的基本原则和要求
①排水系统完美,设备、设施完好,运转正常,经具备资质的检测检查机构测试合格;
②有依法批准的地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量,以及生产期间的实际涌水理数据有突水淹井的矿井应有经技术认证预测的突水量,并有防治水害的有效措施;
③管理维护制度健全,各种运行、维护、检查、事故记录完备,有每年一次的全部工作水泵和备用水泵联合排水试验报告
(2)主水泵房排水设备矿井井下中央水泵房设于主斜井井底,沿主斜井敷设两趟排水管路,井下水沿主斜井直接排至地面工业场地井下水处理站原设计选用200KD-65×5型离心水泵3台,一台工作,一台备用,一台检修水泵技术参数额定流量Qe=280m3/h,额定扬程He=325m选用YB315S-4型隔爆电动机,电动机技术参数如下额定电压6kV,额定功率400kW排水管选用φ245×7无缝钢管;沿主斜井敷设两趟排水管路,一趟工作,一趟备用吸水管路选用φ273×7无缝钢管正常涌水量时,一台水泵运行,排水时间
11.83h;最大涌水量时,两台水泵运行,排水时间
11.00h选用YB型隔爆电动机,电动机技术参数如下额定电压10kV,额定功率500kW,额定转速1480r/min
(3)配电控制中央水泵房三台水泵电动机10kV电源,由中央变电所直供,并直接控制起停水泵房与中央变电所之间装设联络信号副立井井底水窝排水选用两台潜水污泵80WQ201450r/min,额定流量30m3/min,额定扬程20m,配套电动机660V,
7.5kW两台水泵一台工作,一台备用井底水窝水泵一回660V电源引自副立井井底配电点,由自动控制装置控制水泵自动运行
4.
6.3矿井压气系统空气压缩系统将空气压缩,使空气压力增高,因而具有一定的能量利用这种被压缩的高压气体带动风动工具和风动机械,如风镐、凿岩机、锻钎机、铆钉机、喷浆机等因此,空气压缩机产生的压缩空气是煤矿不可缺少的一种原动力尤其在有瓦斯和煤尘爆炸危险的矿井里,使用压缩空气做动力比电力安全
(1)设计原则压气设备也和其他设备一样,使用不当会引起严重事故,对于这一点必须有足够的注意,为确保压气设备安全、经济地运转,必须了解空气压缩机的性能、结构,严格执行操作规程,保证维护检修质量用压缩空气做动力的最大缺点是效率低,成本高所以管好、用好机器,提高压气设备的效率,降低成本,降低消耗,合理使用压缩空气是一个重要的问题矿山空压机站一般都是设在井上,用管道把压缩空气送入井下,顺大巷、区段平巷到掘进工作面,带动风动工具工作但在瓦斯矿井中,若送风距离较长寸,为了节省钢材、减少压力损失,亦可设在井下通风较好的硐室内压气系统主要由拖动设备、空气压缩机及其附属装置和输气管道等组成如图4-13所示图4-13矿山压缩空气系统示意图Figure4-13Minecompressedairsystemschematic1—电动机;2—空压机;3—虑风器;4—储气罐;5—管道;6—风动工具矿井井下风动工具配置见表4-9表4-9风动工具配置表Table4-9Pneumatictoolsconfigurationtable名称单位数量使用压力(MPa)耗风量(m3/min)混凝土喷射机台
10.15~
0.45~8锚杆锚索打眼安装机台
40.4~
0.53帮锚杆打眼安装机台
40.4~
0.53风镐台
31.2
(2)压气系统
①压缩机站必须供气量的确定(式4-8)式中α1—管网全长L的漏气系数;取
1.2;α2—考虑风动机械磨损,耗气量增加的系数;取
1.15;γ—海拔高度修正系数,取
1.1;mi—同型号风动机械在一个班内使用的台数;qi—风动机械的额定耗气量;ki—同型号风动机械同时使用系数经计算得Q=
16.4m3/min
②压缩机必须的出口压力(式4-9)式中pp—风动机械使用压力,
0.5MPa;经计算得p=
0.775MPa
③根据计算结果Q=
16.4m3/min,p=
0.775MPa,选择OG(F)D110,主要技术参数排气量
19.8m3/min,排气压力
0.8MPa,驱动电动机Y系列,380V,110kW,2980rpm本压缩机一台工作即可满足用风设备的工作要求本设计选择OG(F)D110两台空气压缩机,设置于地面压空机房,一台工作,一台备用压气管道选用两趟Φ159×6无缝钢管,距离
3.5km管路损失满足要求选用C-3储气罐,公称容积为3m3
④配电及控制空气压缩机双回路380V电源分别引自矿井35kV变电所低压配电室
0.4kV母线不同母线段,一回电源停止供电时,另一回路能够保证空气压缩机房负荷的运行电动机及电控设备由厂家成套供货,冷却系统随机配套5盘区通风盘区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元,也是盘区生产系统的重要组成部分,它包括盘区进、回风和工作面进、回风巷道的布置方式,盘区通风路线的连接形式,以及盘区通风设备的和通风构筑物的设置等基本内容它主要取决于盘区巷道布置和采煤方法,同时要满足全矿井通风的特殊要求盘区通风系统的合理与否不仅影响盘区内的风量分配,发生事故时的风流控制,生产的顺利完成,而且影响到全矿井的通风质量和安全状况在通风系统中,要能保证盘区风流的稳定性,尽量避免角联风路,尽量减少盘区漏风量,新鲜风流在风路上被加热和污染的程度小,回采工作面和掘进工作面都应该独立通风盘区布置独立的回风道,实行分区通风盘区通风系统既要保证质量,安全可靠,又要经济合理
5.1回采工作面通风设计
5.
1.1盘区概况一盘区煤层的自然状况井田内3号煤层为黑色—灰黑色,以亮煤为主,次为镜煤、暗煤,镜煤多呈透镜状或薄层状,似金属光泽,条带状结构,层状构造,参差状、阶梯状断口,条痕为灰黑色,内生裂隙发育,性脆易碎,宏观煤岩类型为光亮型煤煤的视相对密度为
1.40t/m3根据预测,矿井生产中期绝对瓦斯涌出量为
17.37m3/min,相对涌出量为
10.98m3/t,属高瓦斯矿井煤尘具有爆炸危险性,自燃倾向性质为不易自燃煤层本盘区面积为
4.5km2,设计可采储量为
3235.4万t,服务年限为
38.5a,走向长度约为1650m,倾向长度2970m盘区内主要巷道有运输大巷,轨道大巷,以及回风大巷,区段运输平巷和区段回风平巷
5.
1.2盘区通风设计原则及要求在一般情况下,一个矿井总是同时有几个盘区进行回采和准备从通风的角度来看,每一个釆区就是矿井通风系统中的一个独立的通风区域,它们各自与矿井的主要进风巷和回风巷相连通,是矿井通风系统的主要组成单元,是盘区生产系统的重要组成部分,它包括盘区进风、回风和工作面进、回风巷道组成的风路的连接形式及盘区内的风流控制设施盘区通风系统主要取决于采煤方法,但又能在—定程度上影响着盘区的巷道布置系统其合理与否不仅影响盘区内的风量分配,发生事故时的风流控制,生产的顺利完成,而且影响到全矿井的通风质量和安全状况完备的盘区通风系统应能有效地控制盘区内的风流方向,风量和风质,盘区应该有足够的供风量,并按需分配到各个采、掘工作面为此,盘区通风系统应满足下列基本要求
(1)每一个盘区,都必须布置回风巷,实行分区通风煤层群采用联合布置时,都必须至少设置一条专门的回风巷盘区进、回风巷必须贯穿整个盘区的长度或高度
(2)保证风流流动的稳定性,在盘区通风系统中应尽量避免或减少角联通风
(3)通风系统力求简单,以便在发生事故时易于控制风流和撤走人员
(4)采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风
(5)煤层倾角大于12°的采煤工作面采用下行通风时,报矿总工程师批准,并须遵守下列规定
①采煤工作面的风速,不得低于lm/s;
②机电设备设在回风巷时,其风流中瓦斯浓度不得超过1%,并应装有瓦斯自动检测报警断电装置;
③进、回风巷中,都必须设置消防供水管路
④有煤与瓦斯突出的采煤工作面严禁采用下行通风
(6)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水采工作面由采空区和冒落区回风时,必须使水采工作面有足够的新鲜风流,保证水采工作面及其回风巷的风流中的瓦斯和CO2浓度都必须符合《煤矿安全规程》规定
(7)采空区须及时封闭随着回采工作面的推进,通至采空区的风眼须逐一封闭,盘区结束后,至多不超过一个月,必须设密闭全部封闭盘区
(8)机电硐室须设在进风流中硐室深度不超过6m,入门宽度不小于
1.5m者,可用扩散通风个别机电硐室经矿总工程帅批准,可设在回风流中,但其中瓦斯浓度不得超过
0.5%,并应安装瓦斯自动检测报警断电装置
(9)改变盘区通风系统时,应报矿总工程师批准掘进巷道与其它巷道贯通前,通风部门必须做好调整通风系统的准备工作,贯通后须立即调整系统,防止瓦斯积聚,待风流稳定后,才可恢复工作
(10)采掘工作面空气温度不得超过26℃;机电硐室不得超过30℃
5.
1.3盘区通风系统选择对于薄及中厚的缓倾斜煤层,我国广泛采用走向长壁采煤法厚煤层则多采用倾斜分层走向长壁采煤法或放顶煤开采,开掘盘区回风大巷及运输大巷从生产角度出发,盘区至少有两条上山,一条为运输上山,另一条为轨道上山,两条上山即为盘区内的进、回风巷道可以采用运输上山作进风道,轨道上山作回风道;也可以采用轨道上山作进风道,回风上山作回风道有些大型矿井盘区走向比较长,当盘区生产能力大、产量集中、瓦斯涌出量大时可以采用三条上山除上面两条上山外,有一条专门的回风上山,供通风、行人之用这样按标高布置这三条上山成为“品”字形巷道布置,专用回风上山在上面,并且在其他两条上山的中间,运输上山和轨道上山均为进风巷道,主要是靠专用回风上山回风轨道上山进风、运输上山回风的主要优点是
(1)轨道上山的盘区下部车场可以直接和阶段运输大巷相连通,不必在该处设置风门从而,避免了因运料列车通过该处,导致风门漏风
(2)在运输上山的运煤过程中,煤流将释放瓦斯并产风煤尘,运煤设备将释放热量然而,轨道上山进风,可使新鲜风流免受瓦斯、煤尘的污染,有利于保证较优的风质
(3)轨道上山发生火灾事故的机率较低,且可避免运输上山发生火灾事故时,有害气体侵入采、掘作业地点,而造成的严重危害轨道上山进风方式的主要不足是
(1)区段运输巷不宜直接和运输上山相联通在该联接处,既需保证运煤的方便和畅通,又需设置风门、防止新鲜风流直接由运输上山排入总回风巷形成短路显然,在该处设置的风门常存在确较大的漏风
(2)轨道上山的上部车场和区段回风巷不能直接相通也需有风门从而,引起了运料串车通过该处风门时的漏风
(3)当运输上山采用多台运输机串联运输时,其上部运输机的动力设备系设在不能确保新鲜风流的地点,这是《煤矿安全规程》所不允许的当煤层倾角大于21°~23°时,运煤上山采用溜槽自溜运煤方式时,运煤过程中产生的煤尘很大,为了保证通风质量,一般不宜采用运输上山进风方式如果煤层倾角大于15°~17°,运煤上山无法使用皮布运输机而只好风用多台链板运输机时,为避免在回风巷道中,布置运输机的机电设备,一般多宜采用运输上山进风方式当煤层倾角小于15°~17°,运煤上山中只需安设一台皮带运输机时,则视运料(运矸)工作量的大小和来料地点而异一般由运输水平运料且运输量较大时,宜采用轨道上山进风方式由回风水平运料工作量较少时,则宜采用运输上山进风方式以上两种通风方式均在我国广泛采用《煤矿安全规程》第113条规定高瓦斯矿井、有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的矿井的每个盘区和开采容易自燃煤层的盘区,必须设置至少1条专用回风巷;瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的盘区,必须设置1条专用回风巷对于高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井或一般矿井只要盘区走向和倾斜较长,瓦斯涌出量较大,为安全起见,常用“品”字形布置三条上山,就克服了上述两种布置法的缺点三种通风系统的比较见表5-1根据以上三种通风系统的优缺点,结合3号煤层一盘区的实际情况,为了确保生产安全和采掘工程的顺利进行,本次设计决定采用两进风一回风的通风系统,即运输大巷、轨道大巷进风,回风大巷回风的盘区通风系统表5-1采区(盘区)通风系统比较Table5-1Miningareaofthemountainventilationsystem通风系统下山数目适用条件及优缺点运输上山进风轨道上山回风2条
1.输送机上山进风,其风流与运煤路线相同而方向相反,所以风门较少.比较容易控制风流;
2.由于风流与运煤方向相反,风流与煤的相对速度增加2条,造成大量的煤尘飞扬;同时,煤在运输过程中不断涌出瓦斯.使进风中是煤尘和瓦斯浓度增加;
3.输送机上山电器设备散热,使进风温度增高;
4.轨道上山下部车场需安设进风门,不易管理轨道上山进风运输上山回风2条
1.轨道上山下部车场可不设进风门、车辆通过方便;
2.上山绞车房便于得到新鲜风流;
3.进风风流不受上山运煤和瓦斯污染,含煤尘较少;
4.当采用煤层双巷布置时,作为回风、运料用的各区段中部车场、上山下部车场内均须设置风门,不易管理,漏风大轨道上山、运输上山进风,回风上山回风3条盘区生产能力大,所需风量多,瓦斯涌出量大,上、下阶段同时生产是目前大中型矿井普遍采用的通风系统;避免了上述两种系统的缺点,同时具备两者的优点,但需增加一条上山,工程量较大
5.
1.4回采工作面通风系统
(1)回采工作面通风系统的基本要求
①回采工作面与掘进工作面都应独立通风;
②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分支或复杂网络的内联分支上;当无法避免时,应有保证风流稳定的措施;
③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;
④回采工作面的调风设施可靠;
⑤保证风流畅通
(2)采煤工作面通风系统采煤工作面通风系统是矿井通风系统的子系统回采工作面,是井下采煤的工作地点,又是井下人员最集中的地点,因此它的通风系统的好与坏对矿井安全生产有直接影响采煤工作面通风系统是由进、回风巷、工作面、采空区和通风设施等构成它包括采煤工作面的通风方法、风流流动形式、通风方式和采空区漏风方式等
①釆煤工作面通风方法采煤工作面通风方法是指采煤工作面采用正压、负压或混合式通风当采煤工作面无辅助扇风机时,它取决于矿井通风系统的通风方法因本矿井采用抽出式通风方法,故采煤工作面为负压通风
②采煤工作面风流流动形式回采工作面的风流流动形式是指工作面采用上行风和下行风上行风是煤矿采用最广泛的风流流动形式,适用范围很广从国内外采用下行风的经验看,对降低气温、减少工作面瓦斯浓度等都有积极作用但采用下行风必须遵守《煤矿安全规程》相关规定采煤工作面风流流动形式优缺点的比较见表5-2表5-2回采工作面上、下行通风适用条件及优缺点Figure5-2Theadvantageandthedisadvantagebetweendownventilation通风系统示意图适用条件及优缺点上行通风适用条件在煤层倾角大于12度的回采工作面,应采用上行通风优点瓦斯自然流动方向和风流方向一致,有利于较快地降低工作面瓦斯浓度工作面平巷中的运输设备处于新鲜风流中,安全性好缺点;风流方向与运煤方向相反,引起煤尘飞扬,增加了回采工作面的进风流中煤尘浓度;同时,煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面,增加了工作面的瓦斯浓度运输设备运转时所产生的热量随风流散发到回采工作面,使工作面气温升高下行通风适用条件在没有煤(岩)与沼气(二氧化碳)突出危险的、倾角小于12度的煤层中,可考虑采用下行通风优点工作面下行通风,除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外,不易出现瓦斯分层流动和瓦斯积聚,还可以减少煤尘含量,降低水砂充填工作面的空气温度,有利于提高工作面的产量缺点采用下行风时,运输设备处在回风巷中,安全性较差,下行风发生瓦斯爆炸的可能性要比上行风可能性大因矿井开采后期属于高瓦斯矿井,为了使风流能够尽快地降低工作面的瓦斯浓度,出于安全方面考虑决定采用上行通风盘区内,从区段运输平巷进风,从区段回风平巷回风工作面风流流动形式为上行通风
③工作面通风系统工作面通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关目前工作面通风系统形式主要有“U”、“Y”、“W”、“Z”形,各通风系统示意图优缺点和适用条件(由于工作面为后退式开采,故各种通风形式只考虑后退式),回采工作面通风系统见表5-3因U型通风风流系统简单,漏风小,可以满足工作面通风能力要求,故采用U型通风表5-3回采工作面主要通风系统Table5-3Thecomparisonofventilationsystem通风系统示意图优缺点及适用条件U型在区内后退式回采方式中,这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点,但风流线路长,变化大工作面上隅角易积聚瓦斯,工作面进风巷一次掘进,维护量大这种通风方式,如果瓦斯不太大,工作面通风能满足要求,即可采用Y型当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时,采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯对于综采工作面,上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷安装机电设备,可以防止工作面上偶角瓦斯积聚及保证足够的风量这种通风方式使用于瓦斯涌出量大的工作面,但需要边界准备专用回风上山,增加了巷道掘进、维护费用Z型回风巷为沿空巷,可以提高煤炭回采率;巷道采准工作量小;盘区内进风总长基本不变,有利于稳定风阻;无上偶角瓦斯积聚问题,但是回风巷常出现沼气超限的情况;同时也需要在边界准备专用回风上山,增加了行道的维护和掘进费用W型当采用对拉式工作面时,可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式采用此种方式有利于满足上下工作面同采,实现集中生产的需要这种通风方式的主要特点是不用设置第二条风道;若上下端平巷进风,在该巷只撤、安装、维护采煤设备等有良好的环境;同时,易于稀释工作面瓦斯,使上偶角瓦斯不易于积聚,排放炮烟、煤尘速度快
(3)通风构筑物因为生产的需要,井下巷道是纵横交错彼此贯通为了使井下各用风地点得到所需要的风量,保证风流按预定的通风路线,就必须在某些通风巷道的交叉口附近巷道设置通风设施,如风桥、挡风墙、风门等,以控制风流,为了防止这些设施漏风或风流短路,要求对通风设施进行正确的设计,合理的选择形式及位置,保证通风设施的可靠性
①风桥在进风流与回风流平面交叉的巷道处,必须设置风桥,风桥使两支相叉的风流隔开,使之构成立体交叉风路的通风设施
②挡风墙在需要截断风流和不通行的巷道内可以设置挡风墙,按其服务年限长短分为永久性和暂时性
③风门风门是建筑在人员和矿车需要通过的巷道,而又不允许风流通过的巷道,按其规定要建两座风门,其间距要大于运输车辆的长度,以便一座风门启动时,另一座风门能够关闭,不至于形成风流短路分为普通风门和自动启动风门两种
④调节风窗调节风窗用以增加巷道的局部阻力,以调节用风地点的风量
⑤测风站用以测量全矿井总进风量和总回风量以及各水平采掘区和回采工作面的进风量测风站的位置一般在比较规整的巷道内
5.
1.5回采工作面实际需要风量计算
(1)回采工作面需风量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
①按CH4绝对涌出量计算a工作面瓦斯涌出量计算矿井的瓦斯涌出量主要来自于本煤层和邻近煤层,即回采工作面的瓦斯涌出量包括开采层瓦斯涌出量(包含围岩)和邻近层瓦斯涌出回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达,以24h为一个预测圆班,按下式计算q采=q1+q2(式5-1)式中q采—回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t;q1—开采层相对瓦斯涌出量,m3/t;q2—邻近层相对瓦斯涌出量,m3/t开采煤层(包括围岩)瓦斯涌出量(式5-2)式中—开采煤层(包括围岩)相对瓦斯涌出量,m3/t;k1—围岩瓦斯涌出系数,对于全部陷落法顶板管理的工作面,取上限
1.3;k2—工作面丢煤瓦斯涌出系数,其值为工作面回采率的倒数,采用综采放顶煤采煤法,采放比为1:
1.6,即采煤高度
2.4m,放煤高度
3.85m,工作面机采回采率为95%,放煤回采率为80%,因此综合回采率取
85.76%,k2取
1.17;k3—准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数,采用长壁后退式回采时,系数k3按下式确定(式5-3)式中L—回采工作面长度,m,取190m;h—巷道瓦斯预排等值宽度,贫煤取18m;m—开采层厚度,m;M—工作面采高,m;—煤层原始瓦斯含量,m3/t;—运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m3/t计算得=
1.3×
1.17×
0.81×1×(
12.5-5)=
9.24m3/t邻近层瓦斯涌出量邻近煤层由于煤层厚度很小或与3号煤层的层间距较远均在采动影响范围以外,因此对该矿井3号煤层开采时无影响故本次计算暂不考虑则工作面瓦斯涌出量q采为
9.24m3/t回采工作面瓦斯预抽率为50%,经瓦斯抽放后,回采工作面的瓦斯量为q采瓦=(1–50%)=
0.5×
9.24=
4.62m3/t,经换算后即q采瓦=
5.83m3/min由上述计算得回采工作面的平均瓦斯涌出量为
5.83m3/minb根据《煤矿安全规程》规定回采工作面CH4浓度不得超过1%,风量按下式计算Q采=100×q采瓦×K采通式5-4式中Q采—采煤工作面所需风量,m3/s;q采瓦—回采工作面的平均瓦斯绝对涌出量,由前计算得
5.83m3/min;K采通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数,取K采通=
1.6则Q采=100×
5.83×
1.6=
932.8m3/min=
15.55m3/s,取16m3/s
②按回采工作面温度计算采煤工作面应有良好的气候条件,其进风流气温和风速应符合表5-4的要求,由煤矿《规程》规定,井下采掘工作面的气温须不高于26℃则取该矿工作面气温为23℃采煤工作面风速取v=
1.40m/sQ采=60×V×S×K(式5-5)式中Q采—工作面配风量,m3/min;V—与回采工作面温度相适应的风速,为
1.40m/s;S—回采工作面平均过风断面面积,为8m2;K—回采工作面长度系数,见表5-5,取
1.2则Q采=60×
1.40×8×
1.2=
806.4m3/min=
13.44m3/s表5-4采煤工作面温度与对应风速调整系数Table5-4Thetemperatureandthewindspeedadjustmentfactor采煤工作面空气温度/℃采煤工作面风速/m·s-1配风调整系数
180.3~
0.
80.9018~
200.8~
1.
01.0020~
231.0~
1.
51.00~
1.1023~
261.5~
1.
81.10~
1.2526~
281.8~
2.
51.25~
1.428~
302.5~
3.
01.4~
1.6表5-5回采工作面长度调整系数Table5-5Stopelengthadjustmentfactor回采工作面长度80~150150~200≥200长度调整系数
1.
01.0-
1.
31.3-
1.5
③按回采工作面同时工作的最多人数计算Q采=4·N(式5-6)式中Q采—工作面配风量,m3/min;N—回采工作面同时工作的最多人数,按35人则Q采=4×35=140m3/min=
2.3m3/s取最大值则回采工作面所需风量∑Q采=
16.0m3/s
④回采工作面风速验算取最大值即回采工作面所需风量Q采=
16.0m3/s进行验算回采工作面风量应满足15Sc≤Q采≤240Sc(式5-7)式中Sc—回采工作面平均过风断面面积,取8m2则15Sc=15×8=120m3/min=
2.0m3/s;240Sc=240×8=1920m3/min=32m3/s经风速校验Q采=16m3/s,符合风速要求则回采工作面所需风量Q采=
16.0m3/s
(2)备用工作面需风量备用工作面亦需满足瓦斯、气温等规定计算的风量,且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%考虑到本矿井为高瓦斯矿井,为了确保安全,备用工作面风量取Q备=12m3/s
5.
1.6回采通风技术管理及安全措施必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》等有关规定,严禁违章作业、违章指挥要坚决贯彻“安全第
一、预防为主、综合治理,总体推进”的方针根据规定,回采通风各方面必须符合下列要求
(1)采掘工作面的进风流中,氧气浓度不低于20%,二氧化碳浓度不超过
0.5%
(2)井下空气成分有害气体的浓度不超过表5-6规定
(3)生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26℃,机电设备硐室的空气温度不得超过30℃;当空气温度超过时,必须缩短超温地点工作人员的工作时间,并给予高温保健待遇采掘工作面的空气温度超过30℃、机电设备硐室的空气温度超过34℃时,必须停止作业
(4)矿井每年安排采掘作业计划时必须核定矿井生产和通风能力,必须按实际供风量核定矿井产量,严禁超通风能力生产表5-6矿井有害气体最高允许浓度Table5-6Themaximumallowableofmineharmfulgases名称最高允许浓度(%)一氧化碳CO
0.0024氧化氮(换算成NO2)
0.00025二氧化硫SO
20.0005硫化氢H2S
0.00066氨NH
30.004矿井必须建立测风制度,每10天进行1次全面测风对采掘工作面和其他用风地点,应根据实际需要随时测风,每次测风结果应记录并写在测风地点的记录牌上矿井必须有足够数量的通风安全检测仪表仪表必须由国家授权的安全仪表计量单位进行检验
5.2掘进工作面通风设计掘进巷道时,为了稀释和排除自煤岩体内涌出的有害气体、爆破产生的炮烟和矿尘,保持掘进头的良好气候条件,必须对掘进头进行独立通风,即向掘进面送入新鲜风流,排出含有烟尘的污浊空气
5.
2.1设计原则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可归纳如下
(1)矿井和盘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)压人式通风宜用柔性风筒,抽出式通风宜用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的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台或多台风机联合运行
5.
4.2掘进工作面通风方法矿井新建、扩建或生产时,都要掘进巷道,在掘进过程中,为了稀释和排出自煤岩体涌出的有害气体、爆破产生的炮烟和矿尘,以及创造良好的气候条件,必须对独头掘进工作面进行通风掘进通风总的可以分为总风压通风法和局部动力通风法出于掘进面通风必须做到风质好,风量稳定等多方面的考虑本设计决定采用局部通风机进行掘进面的通风局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法,局部通风机通风是由局部通风机和风筒组成一体进行通风,按其工作方式分为压入式通风,抽出式通风和混合式通风图5-2压入式通风Figure5-2Forcedventilation
①压入式通风局部通风机和启动装置安装在离掘巷道口10m外的进风侧,局部通风机把新鲜风流经风筒压送到掘进工作面,污风沿巷道排出见图5-2
②抽出式通风这种通风方式是把局部通风机安装在离巷道口10m以外的回风侧新鲜风流沿巷道流入,污风通过铁风筒由局部通风机排出抽出式通风见图5-3图5-3抽出式通风Figure5-3Exhaustventilation
③混合式通风混合式通风的布置如图5-4所示其中压入式风筒出风口与工作面的距离仍应小于有效射程长度,抽出式风筒吸风口与工作面的距离和压入式局部通风机所在位置有关压入式局部通风机可随工作面的推进及时向前移动,与工作面距离保持在40~50m左右抽出式风筒吸风口应超前压入式局部通风机10m以上,同时其风筒吸风口距工作面的距离还应大于炮烟抛掷长度,一般为30m左右图5-4混合式通风Figure5-4Combinedventilation由于混合式通风适用于大断面长距离的岩巷掘进通风的较好方式,而掘进工作面属于普通断面,短距离岩巷掘进,因此本次设计只考虑压入式和抽出式两种方式压入式通风与抽出式通风优缺点比较
①抽出式通风时,污浊风流必须通过局部通风机,极不安全而压入式通风时,局部通风机安设在新鲜风流中,通过局通风机的为新鲜风流,故安全性高
②抽出式通风有效吸程小,排出工作面炮烟的能力较差压入式通风风筒出口射流的有效射程大,排出工作面炮烟和瓦斯的能力强
③抽出式通风由于烟从风筒中排出,不污染巷道中的空气,故劳动卫生条件好压入式通风时炮烟沿巷道流动,劳动卫生条件较差,而且排出炮烟的时间较长
④抽出式通风只能使用刚性风筒或带刚性圈的柔性风筒,压入式通风可以使用柔性风筒从以上比较可以看出,两种通风方式各有利弊但压入式通风安全可靠性较好,故在煤矿中得到广泛应用综合本井田的瓦斯浓度、掘进条件、粉尘浓度等因素,本次设计采用压入式掘进通风
5.
2.3掘进工作面所需风量计算及设计掘进工作面风量计算办法的确定是以现场实际通风能力和自然条件为依据,以科学合理供风为准绳而进行的每个独立通风的掘进工作面实际需风量应按
(1)CH4或CO2的绝对涌出量;
(2)同时爆破的最多火药量;
(3)工作面最多出勤人数和风速等因素分别计算,取其中最大值作为掘进工作面的需风量根据需风量选择合适的局部通风机,再按局部通风机吸风量确定全风压供风量掘进工作面需风量计算
(1)按CH4绝对涌出量计算
①掘进工作面瓦斯涌出量计算掘进工作面绝对瓦斯涌出量按下式计算q掘=q3+q4(式5-8)式中q掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min;q3—落煤瓦斯涌出量,m3/min;q4—煤壁瓦斯涌出量,m3/min(a)落煤瓦斯涌出量由下式计算q3=SvγW0-Wc(式5-9)式中q3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min;S—煤巷掘进断面积,m2,区段平巷掘进断面取
12.4m2;v—掘进速度,m/min,综掘工作面掘进速度为200m/月;γ—煤的密度,t/m3,取
1.40t/m3;W0—煤层原始瓦斯含量,m3/t;Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m3/t计算得q3=
12.4×
0.0046×
1.4×(
12.5-5)=
0.559m3/min(b)煤壁瓦斯涌出量由下式计算(式5-10)式中q4—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min;D—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,m,对于厚煤层D=2h+b,h和b分别为巷道的高度和宽度;区段平巷高
3.1m,宽
4.0m,区段平巷暴露的煤壁面周长为
10.2m;L—已掘巷道长度,3号煤层的推进长度约为1500m;q0—暴露煤壁初始瓦斯涌出强度,m3/(minm2),按下式计算(式5-11)式中—煤中挥发分含量,%,原煤平均
13.99%首先计算q0=
0.026×
0.23×
12.5=
0.08m3/(minm2),再计算q4=
7.22m3/min则q掘=q3+q4=
0.559+
7.22=
7.779m3/min根据掘进面的瓦斯涌出及通风情况,掘进工作面瓦斯预抽采率按35%计算则经过瓦斯抽放后掘进工作面的Q掘=
5.05m3/min
②掘进工作面风量计算Q掘=100qCH4·Kc(式5-12)式中qCH4—掘进巷道绝对瓦斯涌出量,根据上述计算得掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为
5.05m3/min;Kc—工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数,取
1.5则Q掘=100×
5.05×
1.5=
757.5m3/min=
12.6m3/s
(2)按掘进工作面同时工作的最多人数计算Q掘=4·N(式5-13)式中Q掘—工作面配风量,m3/min;N—回采工作面同时工作的最多人数,取15人则Q掘=4×15=60m3/min=1m3/s
(3)按局部通风机吸风量计算根据上述两项确定出掘进工作面风筒末端风量,Q掘最大风量为
757.5m3/min,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,按局部通风机的实际吸风计算Q掘=Q风×k(式5-14)式中Q风—掘进工作面通风机的额定风量,m3/min;k—为了防止局部通风机吸循环风的风量备用系数则Q掘=
757.5×
1.03=780m3/min=13m3/s
(4)掘进工作面风量验算15S掘≤Q掘≤240S掘(式5-15)
①按最低风速验算煤巷掘进工作面的最低风量Q煤Q掘≥15S掘式中15—按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数;S掘—掘进工作面的平均断面积,取
12.4m2则Q掘≥15×
12.4=186m3/min=
3.1m3/s满足最低风速要求
②按最高风速验算Q掘≤240S掘式中240—按掘进工作面最高风速的换算系数;S掘—掘进工作面的平均断面积,取
12.4m2则Q掘≤240×
12.4=2976m3/min=
49.6m3/s满足最高风速要求综上所述,则掘进工作面所需风量Q掘=
13.0m3/s满足风速要求
(5)掘进面的设计
①巷道断面各个掘进头的断面由于巷道的用途、位置不完全相同,则其断面也不完全相同运输、轨道、回风大巷采用矩形断面,净断面为
12.00m2,掘进断面为
13.00m2;工作面区段平巷梯形断面,净断面为
12.4m2,掘进断面为
14.52m2
②支护形式运输、轨道、回风大巷采用锚喷支护;区段平巷采用矿用工字钢支护
③掘进速度根据《煤炭工业矿井设计规范》中的有关规定和生产矿井的实践经验,确定各巷道的掘进速度岩巷120m/月,煤巷200m/月
5.
2.4硐室及其它地点需风量
(1)硐室需风量各个独立通风硐室的供风量,应根据不同类型的硐室分别进行计算井下硐室配风标准表见表5-7表5-7井下硐室配风标准表Table5-7Undergroundchamberwiththeairstandardtables名称大型小型充电房≥100m3/min≥60m3/min采区变电所、绞车房、一般硐室≥60m3/min根据井下充电室,应按其回风流中氢气浓度小
0.5%计算风量,但不得小100m3/min机电硐室需要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30℃,其它硐室温度不超过26℃的原则及矿井井下不同硐室配风原则则绞车房风量90m3/min,变电所的风量为90m3/min,材料硐室的风量为80m3/min,水泵房和煤仓的风量为90m3/min井下硐室需要风量,应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算Q硐=Q绞+Q变+Q充+Q泵(式5-16)式中Q硐—所有独立通风硐室风量总和,m3/min;Q绞—绞车房通风量,m3/min;Q变—变电所通风量,m3/min;Q材—消防器材硐室通风量m3/min;Q泵—水泵房通风量,m3/min根据上述可知;Q绞=90m3/min,Q变=90m3/min,Q材=80m3/min,Q泵=90m3/min则Q硐=Q绞+Q变+Q材+Q泵=90+90+80+90=350m3/min=
5.83m3/s,取6m3/s根据上述可知,井下硐室所需总风量为6m3/s
(2)其它巷道需风量计算井下其它巷道的需风量,应根据巷道的瓦斯(二氧化碳)涌出量和风速分别计算,并取其中的最大值
①按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算Q它=133QK它(式5-17)式中Q它—其它巷道需风量,m3/min;Q—其它用风巷道的绝对瓦斯(二氧化碳)涌出量,m3/min;K它—其它巷道因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,一般取k它=
1.1~
1.3则Q它=133×
1.734×
1.3=
299.8m3/min=
4.99m3/s,取
5.0m3/s
②按最低风速验算Q它≥60×
0.15Sm3/min(式5-18)式中S—井巷净断面积,m3则Q它≥60×
0.15×12=108m3/min=
1.8m3/s,满足最低风速其它用风地点风量Q它=
5.0m3/s
5.
2.5风筒及局部通风机选择
(1)风筒的选择掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒柔性风筒重量轻,易于储存和搬运,连接和悬吊也较方便,胶布和人造革风筒防水性能好,且适合于压入式通风考虑到本设计掘进头距离较长,为经济起见,决定使用胶皮风筒,其具体参数见表5-8表5-8风筒规格及接头形式Figure5-8Thehairdryerspecificationsandthejointform风筒类型风筒直径(mm)接头方法百米风阻(NS2/m8)节长(m)壁厚(mm)风筒质量(kg/m)胶皮风筒1000双反边
2.
0301.
24.0
①风筒风阻风筒的风阻包括摩擦风阻和局部风阻,风筒长度为1500m,由其百米风阻值得风筒总风阻为Rp==30NS2/m8
②风筒的漏风率柔性风筒的漏风风量备用系数值可用下式计算=(式5-19)式中—柔性风筒的漏风风量备用系数;Qf—局部通风机的供风量,m3/min;Q0—风筒末端的风量,m3/min;p—风筒100m长度的漏风率,%,百米漏风率可从表5-9中查取;L—风筒总长度,m表5-9柔性风筒百米漏风率Table5-9Flexiblehairdryeronehundredmetersleakagerate风筒接头类型风筒100m漏风率胶接
0.1~
0.4多反边
0.4~
0.6多层反边
3.05插接
12.8代入数据,则柔性风筒的漏风风量备用系数为
(2)局部通风机选型
①局部通风机工作风量Qa(式5-20)式中—风筒的漏风风量备用系数,根据上面的计算取
1.09;Qh—掘进工作面所需风量,m3/min则局部通风机工作风量Qa=
1.09×13×60=
850.2m3/min
②局部通风机工作风压压入式局部通风机工作全风压Ht(Pa)为(式5-21)式中Ht—局部通风机工作全风压,Pa;R—风筒总风阻,N.S2/m8;Qa—局部通风机工作风量,m3/s;Qh—掘进工作面所需风量,m3/s;—空气密度,kg/m3;D—风筒直径,m代入已知数据得Ht=30×13×
1.09×13+
0.811×
1.20×132=
5690.7Pa
③局部通风机的选择矿用局部通风机分为轴流式和离心式两种,轴流式局部通风机具有体积小,便于安装和串联运转,效率高等优点本设计根据局部通风机工作风量Qa和工作全风压Ht选取FBDNo
6.3/2×55轴流式防爆型风机,其工作参数见表5-10表5-10局部通风机参数Table5-10Partialventilatorparameters风机类型功率kW电压(V)转速(r/min)风量(m3/min)风压(Pa)FBDNo
6.3/2×552×55380/6602950600-9801850-
66005.
2.6掘进通风技术管理及安全措施
(1)保证工作面有足够的新鲜风流
①局部通风机通风时,无论是工作和交接班都不准停风或减少风量
②提高有效风量应减少导风设施的漏风,减低导风设施的风阻,要采用接头严密漏风小的反边接头法,及时修补风筒和堵补风筒针眼,选用大直径风筒,提高通风设备的安装质量
(2)保证局部通风机的安全运转
①局部通风机必须有专人负责管理,局部通风机和启动装置必须装在进风道中,距回风口不小于10m,局部通风机吸风量必须小于全风压供给该处的风量,以免发生循环风
②防止局部通风机电动机烧坏,采用QC83-80型磁力启动器
③局部通风机和机电设备须配有延时风电闭锁装置
④安设瓦斯自动检测报警断电装置,局部通风机应采用双回路供电,以保证局部通风机连续运转
(3)局部通风机的管理工作,主要是保证局部通风机安全正常运转,减少漏风,降低风筒阻力,提高工作面的有效风量,加强局部通风机管理及检查
(4)局部通风机和掘进工作面中的电气设备,必须装有风电闭锁装置当局部通风机停止运转时,能立即自动切断风机供风巷道中的一切电源在瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤岩与瓦斯突出矿井中的所有掘进工作面应装设“两闭锁”风电闭锁、瓦斯电闭锁装置,当局部通风机停止运转时或掘进巷道内瓦斯超限时,能立即自动切断局部通风机供风巷道中的一切电源;局部通风机应实行“三专”专用变压器、专用开关、专用线路供电
(5)应采用抗静电、阻燃风筒风筒口到掘进工作面的距离,应根据具体情况在作业规程中明确规定掘进工作面因检修、停电等原因停风时,必须撤出人员,切断电源恢复通风前,必须检查瓦斯,只有停风区内的瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不过
1.5%,且在风机及其开关地点附近10m以内风流中瓦斯浓度都不超过
0.5%时,方可人工开动局部通风机6矿井通风系统设计
6.1矿井通风系统的要求矿井通风系统要符合下列要求
(1)每一个生产矿井,必须至少有两个能行人的通达地面的安全出口各个出口之间的距离不得小于30m如果采用中央式通风系统时,还要在井田境界附近设置安全出口井下每一个水平到上水平和每个盘区至少都要有两个便于行人的安全出口,并同通到地面的安全出口相连通保证有一个井筒进新鲜空气,另一个井筒排出污浊的空气
(2)进风井口,必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方,距离产生烟尘、有害气体的地点不得小于500m进风井筒冬季结冰,对工人身体健康、提升和其它设施有危害时,必须装设暖风设备,保持进风井口以下的空气温度在2℃以上进风井与出风井的设备地点必须地层稳定且有利于防洪总回风道不得作为主要行人道,矿井的回风流和主要通风机的噪音不得造成公害
(3)箕斗提升或装有皮带运输机的井筒不应兼作风井如果兼作风井使用时,必须遵守下列规定
①箕斗提升兼作回风井时,井上下装、卸井塔都必须有完善的封闭措施,其漏风率不超过15%,并应有可靠的降尘设施,但装有皮带运输机的井筒不得兼作回风井;
②箕斗提升井或装有皮带运输机的井筒兼作进风井时,箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s;装有皮带运输机的井筒中的风速不得超过4m/s,并都应有可靠的防尘措施,保证粉尘浓度符合工业卫生标准皮带运输机的井筒中还应装有专用的消防管路
(4)所有矿井都必须采用机械通风,主要主要通风机供全矿、一翼或一个分区使用必须安装在地面同一井口不宜选用几台主要通风机并联运转,主要通风机要有符合要求的防爆门,反风设备和专用的供电线路
(5)每一个矿井必须有完整的独立的独立通风系统,不宜把两个可以独立通风的矿井合并一个通风系统,若有两个出风井,则自盘区流到各个出风井的风流需保持独立;各工作面的回风在进入盘区回风道之前,各盘区的回风在进入回风水平之前都不能任意贯通,下水平的回风流和上水平的进风流必须严格隔开,在条件允许时,要尽量使总进风早分开,总回风晚汇合
(6)采用多台分区主要通风机通风时,为了保持联合运转的稳定性,总进风道的断面不宜过小,尽可能减少公共风路的风阻;各分区主要通风机的回风流,中央主要通风机和每一翼主要通风机的回风流都必须严格隔开
(7)采煤工作面的掘进工作面都应采用独立通风采煤工作面和其相连接的掘进工作面,在布置独立通风有困难时,可采用串联通风,但串联通风的次数不得超过一次,构成独立通风系统后,必须立即改为独立通风
(8)井下火药库必须有单独的进风风流,回风风流必须直接引入矿井的总回风道或主要回风道,井下充电硐室必须有单独的风流通风,回风风流可以引入盘区回风道中
6.
1.1选择矿井通风系统的原则
(1)必须符合《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定
①每个矿井必须有完整的独立通风系统
②应根据矿井的灾害类型及等级选择适宜的通风系统
③箕斗提升井或运输运输井不应兼作进风井,如果兼作进风井使用时,必须遵守《煤矿安全规程》的有关规定
(2)通风系统的选择应有利于加快矿井建设速度,有利于矿井高产高效、安全生产,整个系统技术经济合理
(3)还应综合考虑以下因素
①风井位置要在洪水位标高以上大中型矿井考虑百年一遇、小型矿井考虑50年一遇,进风井口须避免污染空气进入,距有害气体源的地点不得小于500m
②井口工程地质及井筒施工地质条件简单
③占地少,压煤少,交通方便,便于施工
④通风系统简单,风流稳定,易于管理
⑤发生事故时,风流易于控制,井下每一水平到上一水平和每个采区至少要有两个通往地面的安全出口,以便于人员撤出
⑥使专用通风巷道的数目最少,风路最短,贯通距离短,井巷工程量省
⑦尽可能使每个采区的产量均衡,阻力接近,避免过多的风量调节,尽量少设置通风构筑物,以免引起大量漏风
⑧多风机抽出式通风时,为了保证风机联合运转的稳定性,应尽量降低总进风道公共风路段的风阻一般要求公共区段的负压不超过任何一个通风机负压的30%
⑨新设计矿井不宜在同一井口采用多台主要通风机串、并联运转后期通风合理⑩井下爆破材料库必须有单独的进风流,回风必须直接引入矿井主要回风道井下充电硐室必须独立通风,回风可引入采区回风道;应满足防治瓦斯、煤层自燃、煤尘爆炸及火灾对矿井通风系统的特殊要求
6.
1.2选择矿井主要通风机的工作方法矿井通风机的工作方法有抽出式、压入式及压抽混合式其适用条件和优缺点见表6-1现将两种工作方法的优缺点对比如下
(1)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上运转时,井下风流的压力提高,有可能使采空区瓦斯涌出量减少,比较安全;
(2)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,比较危险
(3)采用压入式通风时,须在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
(4)在地面小窑塌陷区分布较广,并和采区相沟通的条件下,用抽出式通风,会把小窑积存的有害气体抽到井下,同时使通过主要通风机的一部分风流短路,总进风量和工作面有效风量都会减少用压入式通风,则能用一部分回风风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面表6-1通风方法分类Table6-1Ventilationmethodofclassification通风方式使用条件及优缺点抽出式优点井下风流处于负压状态,当主要通风机因故停止运转时,井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少,比较安全;漏风量小,通风管理较简单;与压入式比,不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难缺点当地面有小窑塌陷区井和采区沟通时,抽出式会不小窑积存的有害气体抽到井下使有矿井效风量减少压入式瓦斯矿的第一水平,矿井地面地形复杂、高差起伏,无法在高山上设置扇风机总回风巷无法连通或维护困难的条件下优缺点
①压入式的优缺点与抽出式相反,能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压入到地面;
②进风线路漏风大管理困难;
③风阻大、风量调节困难;
④由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定的困难;
⑤通风机使井下风流处于正压状态,当通风机停止运转时,风流压力降低,有可能使采空区瓦斯涌量增加
(5)如果能够严防总进风路线上的漏风,则压入式主要通风机的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小
(6)在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时,有一定困难,过渡时期是新旧水平同时产生,路线较长,有时还须额外增掘一些井巷工程,使过渡期限拉得过长用抽出式通风,就没有这些缺点正因为抽出式有着独自的优点,井下风流处于负压状态,当主要通风机因故停止运转时,井下的风流压力提高可能使采空区沼气涌出量减少,比较安全;漏风量小,通风管理较简单;与压入式相比,不存在过渡到下水平时期通风系统和风量变化的困难本矿井地质构造较简单,为高瓦斯突出矿井,虽为不易自燃煤层,但出于确保安全生产的目的,仍选用抽出式通风方法
6.
1.3矿井通风系统的选择
(1)选择任何通风方式都需要符合投产较快、出煤较多、安全可靠和技术经济合理等原则选择矿井通风方式时,应考虑以下两种因素
①自然因素煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级
②经济因素井巷工程量、通风运行费、设备装备费
(2)矿井通风系统矿井通风方式根据回风井的位置的不同,可分为中央并列式、中央分列式、两翼对角式、采区式和混合式通风中选择,以下为前四种通风方式的示意图
①中央并列式风井主副井都位于中央工业广场上,副井进风,风井回风,如图6-1图6-1中央并列式通风方式Figure6-1Centralventilationsustem1—主井2—副井3—运输大巷4—回风大巷5—回风石门
②中央分列式两回风井位于井田边界的两翼,副井进风,风井回风,如图6-2图6-2中央分列式通风方式Figure6-2Centralventilationsystem1—主井2—副井3—运输大巷4—回风大巷5—回风石门
③两翼对角式进风井位于井田的中央,回风井设在井田两翼的上部边界,如图6-3图6-3两翼对角式通风方式Figure6-3Diagonalventilationsystem1—主井2—副井3—运输大巷4—回风大巷5—回风石门
④采区式通风方式每一个分区域内均设置进风井及回风井,构成独立的通风系统,见图6-4图6-4采区式通风方式Figure6-4Distributedventilationsystem1—主井2—副井3—运输大巷4—回风石门
(3)矿井通风方式的选择下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较,见表6-2表6-2通风方式比较Table6-2Comparantionoftheventilationsystem通风方式优点缺点适用条件中央并列式初期投资较少,工业场地布置集中,管理方便,工业场地保护煤柱小,保护井筒的煤柱较少,构成矿井通风系统的时间短风路较长,风阻较大,采空区漏风较大煤层倾角大、埋藏深,但走向长度并不大,而且瓦斯、自然发火都不严重中央分列式通风阻力较小,内部漏风小,增加了一个安全出口,工业广场没有主要通风机的噪音影响;从回风系统铺设防尘洒水管路系统比较方便建井期限略长,有时初期投资稍大煤层倾角较小,埋藏较浅,走向长度不大,而且瓦斯、自然发火比较严重两翼对角式风路较短,阻力较小,采空区的漏风较小,比中央并列式安全性更好建井期限略长,有时初期投资稍大煤层走向较大(超过4km),井型较大,煤层上部距地表较浅,瓦斯和自然发火严重的新矿井采区式通风方式通风线路短、几个分区域可以同时施工的优点外,更有利于处理矿井事故运送人员设备也方便工业场地分散、占地面积大、井筒保护煤柱较多井田面积较大,局部瓦斯含量大,采区离工业广场比较远因大平煤矿主采的3号煤层,煤层倾角为3°~8°,煤层倾角小,埋藏较浅,走向长度不大且为高瓦斯矿井,故选用中央分列式通风系统并且中央分列式通风方式通风阻力小,内部漏风小,多了一个安全出口,增加了通风系统的安全性综上所述,本次设计选定矿井的通风方式为中央分列式
6.2矿井需风量的计算及分配
6.
2.1风量计算的标准和原则本设计采用“由里往外”的风量计算方法,即先算矿井总风量后算井下用风点的需风量将根据以下基本原则以采、掘、开工作面为计算单位,备用工作面按同样要求满足瓦斯、二氧化碳、风流温度等规定计算需风量,而且不低于其回采时需风量的50%,取各种计算方法的风量的最大值
(1)风量计算的标准供给煤矿井下任何工作面风地点的新鲜风量,必须依据下述各种条件进行计算,并取其最大值,作为该工作用风地点的供风量
①按该用风地点同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得小于4m3
②按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体浓度,风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求分别计算,取其最大值
(2)风量计算原则无论矿井或盘区的供风量,均按该地区各个实际用风地点,按照风量计算标准,分别计算出各个地点的实际最大需风量,从而求出该地区风量总和,再考虑一定的备用风量系数后,作为该地区的供风量即“由里往外”的计算原则,由采掘工作面、硐室和其他用风地点计算出各采区风量,最后求出全矿井总风量
6.
2.2矿井风量计算矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风的总和本设计采用按实际需要由里往外细致配风的算法生产矿井总进风量按以下要求分别计算,并取其中的最大值
(1)按井下同时工作的最多人数计算Q矿进=4NK矿通(式6-1)式中Q矿进—矿井总进风量,m3/min;N—井下同时工作的最多人数,最大人数按60人;K矿通—矿井通风备用系数,取
1.25则Q矿进=4×60×
1.25=300m3/min=
5.0m3/s
(2)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计算,各地点的实际需要风量,必须使该地点的风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度,风速以及温度符合煤矿安全规程有关规定
①采煤工作面实际需要风量计算根据上章计算结果回采工作面所需风量Q采=16m3/s,备用工作面所需风量Q备=12m3/s
②掘进实际需要风量计算根据上章计算结果掘进工作面所需风量Q掘=
13.0m3/s
③硐室需风量计算根据上章计算结果硐室需风量为Q掘=6m3/s
④其它巷道需风量根据上章计算结果,其它巷道需风量为Q它=
2.54m3/s
6.
2.3矿井总风量计算矿井实际需要风量计算如下Q矿进=(∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)K矿通(式6-2)式中∑Q采—采煤工作面实际需要风量的总和,m3/s;∑Q备—备用工作面实际需要风量的总和,m3/s;∑Q掘—掘进工作面实际需要风量的总和,m3/s;∑Q硐—硐室实际需要风量的总和,m3/s;∑Q其它—矿井其它井巷需要进行通风的风量总和,m3/s;K矿通—矿井通风备用系数,取
1.25则Q矿进=(16+12+13×4+6+5)×
1.25=
118.75m3/s,取Q矿进为120m3/s
6.
2.4矿井风量分配
(1)分配原则
①各用风地点风量按前述分配
②对于掘进工作面风量,一般根据巷道断面的大小,送风距离,煤岩巷三个因素并按所选局部通风机性能供风
③井下变电所,绞车房应单独供风
④分配的风量,各巷道的瓦斯和有害气体的浓度,应根据《规程》要求不得超过规定限度
(2)分配方法当矿井总风量确定后,首先按照采区布置图给各回采工作面、掘进面、硐室分配用风量,从总风量中减去这部分风量,余下的风量按按采区产量、采掘面数目、硐室数目等分配到各采区再按一定比例将这部分风量分配到其他用风点用于维护巷道和保证行人安全
(3)具体风量分配具体风量分配见表6-3,设计风量分配数据仅为一理论数值,生产中还应根据井下的情况变化和瓦斯涌出量数值,相应调整风量分配数值表6-3风量分配表Table6-3Airdistributiontable通风地点数量单位需风量(m3/s)总风量(m3/s)回采工作面12222备用工作面11414掘进头区段煤巷21530大巷煤巷21530硐室材料库133煤仓133机电硐室155其他用风地点
336.
2.5风量分配后的风速校核当风量分配到各用风地点后,必须结合巷道断面情况进行风速验证,保证各条巷道的风速均在合理范围内根据每条巷道的分风量和巷道的断面积,求出每条巷道内的实际风速,然后与规程规定的各类巷道的最大和最小允许风速进行比较,如果不超限,说明所取风量满足要求各种巷道的风速校验见表6-4表6-4巷道风速校验表Table6-4Windspeedparitytable巷道名称断面m2容易时期困难时期允许风速m/s风量m3/s风速m/s风量m3/s风速m/s最大最小副立井
19.
63703.
57703.578—运输大巷
12.
00262.
17463.838—轨道大巷
12.
00302.
5685.6781区段运输平巷
12.
40221.
77221.
7760.25回采工作面
8.
00222.
75222.
7540.25区段回风平巷
12.
40221.
77221.
7760.25回风大巷
14.
40765.
281147.928—回风立井
10.
6812011.
2412011.2415—
6.3矿井通风阻力计算矿井通风阻力包括摩擦阻力和局部阻力摩擦阻力是风流与井巷周壁以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力,由此阻力而引起的风压损失即摩擦阻力损失摩擦阻力一般占矿井通风阻力90%左右,它是矿井通风设计、选择扇风机的主要参数
6.
3.1图纸和编制数据
(1)根据矿井开拓开采设计提供的开拓开采工程平面图,绘制矿井通风系统前、后期通风系统图
(2)根据通风系统图绘制矿井通风网络图,并按照要求酌情简化,包括矿井通风容易时期通风系统图和困难时期通风系统图
(3)根据风网图对通风系统的分支和节点以整数编号,并编制表格,进行风量分配和风速、阻力计算分支编号的次序是先固定风量分支,再风机分支,最后一般分支各个节点编号不能重复和遗漏,但可以不连续
(4)在图上标注各个分支的风阻,自然风压和固定风量的数据,标明风流方向
6.
3.2风网图的绘制风网图是点与线的组合图,仅表示风网中各分支的风流方向的联结形式,用不按比例表示空间关系的单线条绘制绘制风网图的方法如下
(1)以开拓开采工程平面图或通风系统图为依据,沿风流方向在各个分支节点处顺序编号;
(2)按照风流方向,一般由下而上或由左而右按节点的编号顺序和井巷的联结形式绘出单线条的连接关系图;
(3)按风流系统先绘制主干线后绘支线尽量减少风路的交叉;
(4)在不影响解算要求的情况下可以适当简化;
(5)对通地表的进、回风井口,只要标高一样均可编为同一号码,视为一个通大气的节点;
(6)完成风网图的雏形后,可以按具体情况适当简化美化,尽量绘成光滑弧状的对称形;
(7)主要的漏风通路应以虚线标记,画在风网图中;
(8)风网图应该以回采工作面的位置作为图的中心,各采面排布在一条直线上;
(9)绘制风网图过程中不可随意改变节点编号,以利于与原图相对照;
(10)最后在风网图上表明风流方向及有关参数、通风设备和设施以及工作面的位置
6.
3.3摩擦阻力的计算
(1)在进行矿井通风总阻力计算时,不需要计算每一条巷道的通风阻力,只选择其中一条阻力最大的风路进行计算但必须是选择矿井达到设计产量以后,通风容易时期和通风困难时期的阻力最大风路一般,可在两个时期的通风系统图上根据采掘作业布置情况分别找出风流线路最长、风量较大的一条线路作为阻力最大的风路在选定的线路上分最容易和最困难时期,从进风井口到回风井口逐段编号,对各段井巷进行阻力计算,然后累加起来得出这两个时期的各自井巷通风总阻力如果通风系统复杂,直观上难以判断哪条风路阻力最大时,则需选择几条风路,通过计算比较选出其中最大值根据本采区通风系统图,可以很直观地确定通风容易时期和困难时期容易时期主斜井、副立井→运输大巷、轨道大巷→区段运输平巷→回采工作面→区段回风平巷→回风大巷→回风立井困难时期主斜井、副立井→运输大巷、轨道大巷→区段运输平巷→回采工作面→区段回风平巷→回风立井
(2)摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力,由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失摩擦阻力按下式计算(式6-3)式中—井巷摩擦阻力系数,N·s2/m4;L—井巷长度,m;U—井巷净断面周边长,m;Q—通过井巷的风量,m3/s;S—井巷净断面积,m2各井巷在通风容易时期和困难时期的摩擦阻力计算结果分别见表6-5和表6-6表6-5井巷通风容易时期总阻力计算表Table6-5Mineventilationcomputationofresistance序号巷道名称支架形式αNS2/m8净断面RNS2/m8风量Q(m3/s)h摩paVm/sLmUmSm2容易时期1副立井混凝土碹
0.
006024015.
7019.
630.
00307014.
63.572轨道大巷锚喷
0.
010023114.
0012.
000.
01877091.
75.833轨道大巷锚喷
0.
010033714.
0012.
000.
027364111.
85.334区段运输平巷工字钢
0.
0250123514.
3012.
000.
231622112.
11.775回采工作面液压支架
0.
042019010.
008.
400.
15592275.
42.756区段回风平巷工字钢
0.
0250105814.
3012.
400.
19842296.
01.777区段回风平巷工字钢
0.
025024714.
3012.
400.
04632836.
32.268回风大巷锚喷
0.
010013814.
0014.
400.
00654412.
53.069回风立井混凝土碹
0.
006032612.
5610.
680.
0202120290.
411.24合计
841.0表6-6井巷通风困难时期总阻力计算表Table6-6Mineventilationcomputationofresistance序号巷道名称支架形式αNS2/m8净断面RNS2/m8风量Q(m3/s)h摩paVm/sLmUmSm2困难时期1副立井混凝土碹
0.
006024015.
7019.
630.
00307014.
63.572轨道大巷锚喷
0.
010023114.
0012.
000.
01877091.
75.833轨道大巷锚喷
0.
010033714.
0012.
000.
027364111.
85.334轨道大巷锚喷
0.
0100146314.
0012.
000.
118568548.
15.675区段运输平巷工字钢
0.
0250175214.
3012.
000.
328522159.
01.776回采工作面液压支架
0.
042019010.
008.
400.
15592275.
42.757区段回风平巷工字钢
0.
0250167014.
3012.
400.
313122151.
61.778回风大巷锚喷
0.
0100113414.
0014.
400.
0532114691.
07.929回风立井混凝土碹
0.
006032612.
5610.
680.
0202120290.
411.24合计
2133.
66.
3.4局部阻力的计算风流经过井巷的一些局部地点,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的变化,导致风流本身产生剧烈的冲击,形成极为紊乱的涡流,从而造成损失能量造成这种冲击与涡流的阻力即局部阻力,由这种阻力所产生的风压损失就叫局部阻力损失由于井下造成局部损失的地点多,各种情况复杂多样,而且《煤矿设计规范》中指出矿井局部阻力一般占整个矿井通风阻力的10%则通风容易时期矿井局部阻力为h局=841×10%=
84.1Pa;通风困难时期矿井局部阻力为h局=
2133.6×10%=
213.4Pa
6.
3.5自然风压矿井冬、夏季气温差别较大,使得空气密度也有所差别,致使矿井自然风压也气温变化而变化,因此需计算矿井自然风压规定矿井冬、夏季空气密度如表6-7所示表6-7矿井冬、夏季空气密度Table6-7Airdensity季节密度(kg/m3)进风回风冬季
1.
281.24夏季
1.
201.24如图6-5所示,根据自然风压定义,以矿井最低水平作为计算的参考面,图所示系统的自然风压HN可用下式计算图6-5自然风压示意图Figure6-5Naturalpressureschematic为了简化计算,一般采用测算出0-1-2和5-4-3井巷中空气密度的平均值ρm1和ρm2,用其分别代替上式的ρ1和ρ2,则上式可写为(式6-4)式中—重力加速度,m/s2;Z—矿井最高点至最低水平间的距离,m;ρm
1、ρm2—分别为空气柱0-1-2和5-4-3井巷内dZ段空气平均密度,kg/m3根据上述计算原则可分别计算出:矿井冬季自然风压HN=326×
9.8×(
1.28-
1.24)=
127.8Pa;矿井夏季自然风压HN=326×
9.8×(
1.20-
1.24)=-
127.8Pa
6.
3.6矿井通风总阻力全矿总阻力为
(1)通风容易时期的总阻力h阻易为h阻易=h摩+h局=841+
84.1=
925.1Pa
(2)通风困难时期的总阻力h阻难为h阻难=h摩+h局=
2133.6+
213.4=2347Pa
6.
3.7矿井等积孔R矿易=h阻易/Q2扇(式6-5)R矿难=h阻难/Q2扇(式6-6)式中R矿易R矿难—容易时期和困难时间的全矿总风阻,Ns2/m8式中A矿易A矿难—容易时间、困难时期全矿通风等积孔,m2则经计算得A矿易==
4.69m2A矿难==
2.95m2根据表6-8矿井通风阻力等级分类,可以得出山西大平煤业有限公司的通风难易程度为容易表6-8矿井通风阻力等级分类Table6-8ClassificationofMineVentilation等积孔m2风阻Ns2/m8矿井通风阻力等级矿井通风难易程度<1>
1.44大阻力矿难1-
21.44-
0.36中阻力矿中>2<
0.36小阻力矿易
6.4主要风机的选择通常用主要通风机的个体特性曲线来选择主要通风机要保证主要通风机在容易时期的工作效率不致太低,又能保证主要通风机在困难时期风压够用且能有足够的风量,同时还要考虑自然风压的影响
6.
4.1选择原则及步骤计算矿井在服务年限内通风容易时期和困难时期通风总阻力的基础上,同时考虑进回风之间自然风压的作用,计算主扇在通风容易时期和困难时期所需要的静风压h静易和h静难h静易=h易-HN=
925.1-
127.8=
797.3Pa式中h易—通风容易时期总阻力,Pa;HN—通风容易时期帮助主扇风压的矿井自然风压,Pah静难=h难+HN=2347+
127.8=
2474.8Pa式中h难—通风困难时期总阻力,Pa;HN—通风困难时期反对主扇风压的矿井自然风压,Pa通风容易时期为使自然风压与通风机作用相同时,通风机有较高的效率,因此从通风系统阻力中减去自然风压;通风困难时期,为使自然风压与在通风机风压作用反向时,能满足风机能力的要求,因此通风系统阻力中加上自然风压
6.
4.2风机的选择
(1)确定主要通风机的风压对抽出式通风,分别求出两个时期的主要通风机静压容易时期h扇易=h阻易+h-h自助(式6-7)=
925.1+196-
127.8=
993.3Pa式中h自助—通风容易时期帮助主要通风机风压工作的矿井自然风压困难时期h扇难=h阻难++h自反(式6-8)=2347+196+
127.8=2670Pa式中h自反—通风困难时期反对主要通风机风压工作的矿井自然风压;—通风机装置各部分阻力,Pa
(2)通风机风量由于外部漏风,风机风量Q扇大于矿井进风量Q矿进Q扇=kQ矿进(式6-9)式中Q扇—主要通风机的工作风量,m3/s;Q矿进—矿井进风量,m3/s;k—漏风系数损失,风井不做提升用时取
1.1;兼做升降人员时取
1.2则Q扇=
1.1×120=132m3/s
(3)选择主要通风机根据求出的Q扇、h扇难、h扇易两组数据,在主要通风机个体特性曲线图表上选择合适的主要通风机根据通风机的技术资料,考虑到BD-N0-30轴流式通风机其性能表如表6-9表6-9BD-N0-30轴流式通风机性能表Table6-9BD-NO-30Fanperformancetable项目时期叶片角度转数静压(Pa)风量(m3/s)轴功率效率容易时期33°/30°580r/min
10001322000.68困难时期39°/36°580r/min
27001323200.
766.
4.3主扇工况点
(1)容易时期阻力系数R=H/Q2=
0.057故通风网络特性曲线方程H=RQ2=
0.057Q2通风网络特性曲线方程计算表见表6-10
(2)困难时期阻力系数R=H/Q2=
0.153故通风网络特性曲线方程H=RQ2=
0.153Q2通风网络特性曲线方程计算表见表6-11表6-10容易时期通风网络特性曲线方程计算Table6-10VentilationnetworkcharacteristiccurveequationQ(m3/s)6080100120140160180200220H(Pa)
205.
2364.
8570820.
81117.
21459.
21846.
822802758.8表6-11困难时期通风网络特性曲线方程计算Table6-11VentilationnetworkcharacteristiccurveequationQ(m3/s)6080100120140160180200220H(Pa)
550.
8979.
215302203.
22998.
83916.8495761207405绘制出所选扇风机的特性曲线及工作工况点如下图(图6-6)图6-6风机特性曲线Figure6-6Fancharacteristiccurve图中的M
1、M2即为通风容易时期和通风困难时期风机运行的工况点
6.
4.4选择电动机根据通风容易和通风困难两个时期主要通风机的输入功率,计算电动机的输出功率N电出选择异步电动机时,当主要通风机的输入功率在通风容易时期为N扇入易与困难时期的N扇入难相差不大时,即N扇入易≥
0.6N扇入难时,则两个时期都用一种较大功率的电动机因N扇入易=200≥
0.6N扇入难=192kW,故选用一台较大功率的电动机其电动机的输出功率N电出和输入功率N电入分别用下式计算(式6-10)式中η转—传动效率,直接传动时,η转=1(式6-11)式中
1.10~
1.15—电动机的容量系数,对于离心式主要通风机取
1.15,对于轴流式主要通风机取
1.10;η电—电动机效率,一般取
0.9~
0.95,或在电动机的技术特征上查得则N电出=320kW,N电入=
1.10×320÷
0.9=
391.1kW根据以上计算所得出的数据,在《电动机技术实用手册》上选用合适的电动机确定选用用电动机型号YB450S3-42×400kW型,其技术参数见表6-12表6-12YB450S3-4电动机技术参数Table6-12YB450S3-4MotorTechnicalparameters型号额定功率额定电流转速效率功率因数转矩电流最大转矩噪声振动速度重量额定转矩额定电流额定转矩1级2级kWAr/min%COSФ倍倍倍dBAmm/skgYB450S3-
440048.
21488940.
851.
36.
72.
01054.
532006.5概算矿井通风费用
6.
5.1计算主扇运转耗电量因通风容易时期和困难时期共选一台电动机时(式6-12)式中ηe—主要通风机电动机效率,取
0.90;ηc—传动效率,直接传动时取
1.0;ην—变压器的效率取
0.80;ηH—电线的输出功率取
0.95经计算主扇运转每年的耗电量为If=5122807kW·h
6.
5.2吨煤通风电费计算吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量,可用下公式计算(式6-13)式中E—主要通风机年耗电量,元/t;D—电价,取;
1.2元/kW·h;T—矿井年产量,t;If—矿井主要通风机年耗电量;Ia—矿井局部通风机与辅助通风机年耗电量计算得E=
10.24元,则吨煤通风电费为
10.24元
6.6通风构筑物
6.
6.1通风构筑物为了保证风流按拟定路线流动,必须在巷道中设置相应的通风构筑物以用于引导风流、截断风流或控制风流根据用途的不同、通风构筑物可分为两大类,一类是通过风流的通风构筑物,如主要通风机风硐、反风装置、风桥、导风板和调节风窗;另一类是隔断风流的通风构筑物,如井口密闭,挡风墙、风帘和风门等本次设计主要用的通风构筑物是风门
(1)风门设置要求
①每组风门不少于两道,入排风巷道之间需要设风门处同时设反向风门,其数量不少于两道;
②风门能自动关闭;通车风门实现自动化,矿井总回风和采区回风系统的风门要装有闭锁装置;风门不能同时敞开(包括反风门);
③门框要包边沿口,有垫衬,四周接触严密,门扇平整不漏风,门扇与门框不歪扭门轴与门框要向关门方向倾斜80°至85°;
④风门墙垛要用不燃材料建筑,厚度不小于
0.5m,严密不漏风;墙垛周边要掏槽,见硬顶、硬帮与煤岩接实墙垛平整,无裂缝;
⑤风门水沟要设反水池或挡风帘,通车风门要设底坎,电管路孔要堵严;风门前后各5m内巷道支护良好,无杂物、积水、淤泥
(2)风门在人员和车辆可以通行、风流不能通过的巷道中,至少要建立两道风门,间距要大于运输工具的长度,以便一道风门开启时,另一道风门是关闭的
6.
6.2主要通风机附属设备
(1)风硐风硐是矿井主要通风机和风井之间的联络巷道,因风硐内风量较大,风硐内外的压差也较大所以对风硐的设计和施工质量要求较高起技术要求是
①风硐断面应保证其内风速不大于15m2∕s;
②风硐不宜过长,断面形状一圆形为最佳,内壁应光滑、拐弯要平缓,保持风硐内无堆积粉尘风硐的通风阻力不超过100-200Pa;
③风硐与风井的连接处要平缓避免突然扩大和缩小;
④风硐及风硐内的闸门等装置,结构要严密,一防止大量漏风
(2)防爆门防爆门是防止瓦斯、煤尘爆炸时毁坏通风机的安全设施,《规程》规定装有主要通风机或分区通风机的出风井口必须安装防爆门防爆门的技术要求
①防爆门的面积不小于井口的面积;
②防爆门必须正对出风井的风流方向,保证在井下发生爆炸时,高压气浪将其冲开;
③防爆门的结构应坚固严密,水封槽中应经常保持足够的水位,以防漏风;
④防爆门上要挂平衡捶配重
(3)扩散器通风机出风口外接的一定长度、断面逐渐扩大的建筑物即为扩散器其功能是将通风机出口的速压更多地转化为静压,以减少通风机出口的速压损失,提高通风机装置的静压
(4)反风措施《规程》规定生产矿井主要通风机必须装有反风设施反风设施的技术要求
①结构简单,坚固可靠;
②启动灵活,司机一个人可以操作反风;
③反风操作时间从下令反风开始,在10min内必须改变巷道中的风流方向;
④反风设备反风时供给的风量不应小于正常风量的40%当井下发火时,利用反风设备和设施改变火灾烟流方向,以使火源下风侧的人员处于火源的“上风侧”的新鲜风流中具体措施为风机反转反风,通过风机反转来完成,全矿井反风通过主要通风机及附属设施实现7矿井安全技术措施
7.1矿井主要安全科学技术措施根据设计矿井瓦斯涌出量、煤尘爆炸性、煤炭自然发火、矿井涌水等具体情况,依据实习矿井在防治灾害的经验、《煤矿安全规程》的有关规定,提出具体的、并具有针对性的矿井主要安全技术措施
7.2煤矿井下安全避险六大系统煤矿井下安全避险“六大系统”是指监测监控系统、人员定位系统、紧急避险系统、压风自救系统、供水施救系统和通信联络系统所有井工煤矿必须按规定建设完善“六大系统”,达到“系统可靠、设施完善、管理到位、运转有效”的要求
7.
2.1监测监控系统煤矿企业必须按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》AQ1029-2007的要求,建设完善监测监控系统,实现对煤矿井下甲烷和一氧化碳的浓度、温度、风速等的动态监控煤矿安装的监测监控系统必须符合《煤矿安全监控系统通用技术要求》AQ6201—2006的规定,并取得煤矿矿用产品安全标志监测监控系统各配套设备应与安全标志证书中所列产品一致甲烷、馈电、设备开停、风压、风速、一氧化碳、烟雾、温度、风门、风筒等传感器的安装数量、地点和位置必须符合《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》AQ1029-2007要求监测监控系统地面中心站要装备2套主机,1套使用、1套备用,确保系统24小时不间断运行煤矿企业应按规定对传感器定期调校,保证监测数据准确可靠监测监控系统在瓦斯超限后应能迅速自动切断被控设备的电源,并保持闭锁状态监测监控系统地面中心站执行24小时值班制度,值班人员应在矿井调度室或地面中心站,以确保及时做好应急处置工作同时,监测监控系统应能对紧急避险设施内外的甲烷和一氧化碳浓度等环境参数进行实时监测
7.
2.2人员定位系统煤矿企业必须按照《煤矿井下作业人员管理系统使用与管理规范》AQ1048-2007的要求,建设完善井下人员定位系统应优先选择技术先进、性能稳定、定位精度高的产品,并做好系统维护和升级改造工作,保障系统安全可靠运行安装井下人员定位系统时,应按规定设置井下分站和基站,确保准确掌握井下人员动态分布情况和采掘工作面人员数量矿井人员定位系统必须满足《煤矿井下作业人员管理系统通用技术条件》AQ6210-2007的要求,并取得煤矿矿用产品安全标志定位分站、基站等相关设备应符合相应的标准所有入井人员必须携带识别卡或具备定位功能的无线通讯设备矿井各个人员出入井口、重点区域出入口、限制区域等地点均应设置分站,并能满足监测携卡人员出入井、出入重点区域、出入限制区域的要求;巷道分支处应设置分站,并能满足监测携卡人员出入方向的要求煤矿紧急避险设施入口和出口应分别设置人员定位系统分站,对出、入紧急避险设施的人员进行实时监测矿井调度室应设人员定位系统地面中心站,配备显示设备,执行24小时值班制度
7.
2.3紧急避险系统煤矿企业必须按照《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定》安监总煤装〔2011〕15号建设完善紧急避险系统紧急避险系统应与监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络等系统相互连接,在紧急避险系统安全防护功能基础上,依靠其他避险系统的支持,提升紧急避险系统的安全防护能力紧急避险设施应具备安全防护、氧气供给保障、有害气体去除、环境监测、通讯、照明、动力供应、人员生存保障等基本功能,在无任何外界支持的条件下额定防护时间不低于96h紧急避险设施的容量应满足服务区域所有人员紧急避险需要,包括生产人员、管理人员及可能出现的其他临时人员,并按规定留有一定的备用系数紧急避险设施的设置要与矿井避灾路线相结合,紧急避险设施应有清晰、醒目的标识紧急避险系统应随井下采掘系统的变化及时调整和补充完善,包括紧急避险设施、配套系统、避灾路线和应急预案等紧急避险设施的配套设备应符合相关标准的规定,纳入安全标志管理的应取得煤矿矿用产品安全标志可移动式救生舱应符合相关规定,并取得煤矿矿用产品安全标志
7.
2.4压风自救系统煤矿企业在按照《煤矿安全规程》要求建立压风系统的基础上,必须满足在灾变期间能够向所有采掘作业地点提供压风供气的要求,进一步建设完善压风自救系统空气压缩机应设置在地面对深部多水平开采的矿井,空气压缩机安装在地面难以保证对井下作业点有效供风时,可在其供风水平以上2个水平的进风井井底车场安全可靠的位置安装,并取得煤矿矿用产品安全标志,但不得选用滑片式空气压缩机压风自救系统的管路规格应按矿井需风量、供风距离、阻力损失等参数计算确定,但主管路直径不小于100mm,采掘工作面管路直径不小于50mm所有矿井采区避灾路线上均应敷设压风管路,并设置供气阀门,间隔不大于200m有条件的矿井可设置压风自救装置水文地质条件复杂和极复杂的矿井应在各水平、采区和上山巷道最高处敷设压风管路,并设置供气阀门煤与瓦斯突出矿井应在距采掘工作面25~40m的巷道内、爆破地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风巷有人作业处等地点至少设置一组压风自救装置;在长距离的掘进巷道中,应根据实际情况增加压风自救装置的设置组数每组压风自救装置应可供5~8人使用其他矿井掘进工作面应敷压风管路,并设置供气阀门主送气管路应装集水放水器在供气管路与自救装置连接处,要加装开关和汽水分离器压风自救系统阀门应安装齐全,阀门扳手要在同一方向,以保证系统正常使用压风自救装置应符合《矿井压风自救装置技术条件》MT390-1995的要求,并取得煤矿矿用产品安全标志,且应具有减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能,零部件的连接应牢固、可靠,不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5mm的现象压风自救装置的操作应简单、快捷、可靠避灾人员在使用压风自救装置时,应感到舒适、无刺痛和压迫感压风自救系统适用的压风管道供气压力为
0.3~
0.7MPa;在
0.3MPa压力时,压风自救装置的供气量应在100~150L/min范围内压风自救装置工作时的噪声应小于85dB压风自救装置安装在采掘工作面巷道内的压缩空气管道上,设置在宽敞、支护良好、水沟盖板齐全、没有杂物堆的人行道侧,人行道宽度应保持在
0.5m以上,管路敷设高度应便于现场人员自救应用压风管路应接入避难硐室和救生舱,并设置供气阀门,接入的矿井压风管路应设减压、消音、过滤装置和控制阀,压风出口压力在
0.1~
0.3MPa之间,供风量每人不低于
0.3m3/min,连续噪声不大于70dB井下压风管路应敷设牢固平直,采取保护措施,防止灾变破坏进入避难硐室和救生舱前20m的管路应采取保护措施
7.
2.5供水施救系统煤矿企业必须结合自身安全避险的需求,建设完善供水施救系统供水水源应引自消防水池或专用水池有井下水源的,井下水源应与地面供水管网形成系统地面水池应采取防冻和防护措施所有矿井采区避灾路线上应敷设供水管路,压风自救装置处和供压气阀门附近应安装供水阀门矿井供水管路应接入紧急避险设施,并设置供水阀,水量和水压应满足额定数量人员避险时的需要,接入避难硐室和救生舱前的20m供水管路要采取保护措施供水施救系统应能在紧急情况下为避险人员供水、输送营养液提供条件
7.
2.6通信联络系统煤矿必须按照安全避险的要求,进一步建设完善通信联络系统煤矿应安装有线调度电话系统井下电话机应使用本质安全型,宜安装应急广播系统和无线通信系统在矿井主副井绞车房、井底车场、运输调度室、采区变电所、水泵房等主要机电设备硐室以及采掘工作面和采区、水平最高点,应安设电话紧急避险设施内、井下主要水泵房、井下中央变电所和突出煤层采掘工作面、爆破时撤离人员集中地点等地方,必须设有直通矿井调度室的电话距掘进工作面30~50m范围内,应安设电话;距采煤工作面两端10~20m范围内,应分别安设电话;采掘工作面的巷道长度大于1000m时,在巷道中部应安设电话机房及入井通信电缆的入井口处应具有防雷接地装置及设施井下基站、基站电源、电话、广播音箱应设置在便于观察、调试、检验和围岩稳定、支护良好、无淋水、无杂物的地点煤矿井下通信联络系统的配套设备应符合相关标准规定,纳入安全标志管理的应取得煤矿矿用产品安全标志参考文献
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1997.致谢感谢河南理工大学安全工程学院的各位领导和老师们,四年以来在学习和生活上对我的帮助和鼓励,使我能够顺利完成学业在以后走上工作岗位的时候,我会时刻铭记你们的教导与关怀!感谢辛勤抚养我的父母多年来对我学业的支持和鼓励,是他们用辛勤的汗水让我健康成长,顺利完成学业,设计凝聚着他们殷切的希望!最后,向参加设计评阅和答辩的各位领导和老师所付出的辛勤劳动表示深深的敬意!。