xxxx煤矿主要通风机改造方案.docx
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xxxx煤矿主要通风机改造方案
xxxx煤矿主要通风机改造方案
第一节企业概况
一、矿井概况
xxxx煤矿位于四川达县境内,距xxxx市18公里,1988年建成投产,以生产原煤为主,设计生产能力30万吨/年,2005年核定生产能力50万吨/年,2012年核定通风能力53.35万吨/年,2011年实际生产原煤50.1789万吨。
矿井开拓方式为斜井开拓;采煤工艺为综合机械化采煤与放炮落煤相结合,全部陷落法管理顶板;运输系统为主大巷为机车运输,斜井为皮带运输;矿井通风方式为中央边界式,通风方法为抽出式,采用两台FBDCZ—6—NO19A型轴流式通风机(一台备用);矿井瓦斯等级为高瓦斯低二氧化碳矿井。
开采煤层具有强烈煤尘爆炸性,无煤(岩)与瓦斯突出危险性和自燃发火倾向性,无冲击地压危险。
二、井田构造
井田地处华蓥山煤田北部,北与小河嘴井田相联,南与金刚井田相接,南北走向长7.8公里,东西宽3.5公里。
井田所处构造部位属新华夏系四川沉降带川东褶皱带的中山背斜北段,井田内断层裂隙发育,采区内主要开采煤层受F35、F38等大断层和中山背斜轴的影响和破坏。
上以+400m标高为界,下以-200m标高为界。
煤系地层属三迭系须家河组(T3xj),可采和局部可采煤层共有9层,其中内连、外连为井田内主采煤层。
煤层均为低硫、特低磷的1/3焦煤。
三、矿井开拓开采现状
矿井开拓方式为斜井开拓,大巷布置在煤层底板中,共划分为+400m、+200m、±0m和-200m四个开采水平。
现生产水平为+200m水平。
目前,矿井共有采区3个,其中生产采区2个,分别是221采区、101采区;准备采区1个:
401采区。
采煤工作面有3个,掘进工作面有7个,备用工作面9个。
221采区:
采煤工作面1个:
N2213采面;掘进工作面1个:
N2217掘面。
N2213采面:
采用单体液压支柱配合铰梁支护顶板,爆破落煤。
煤层厚度在600--800mm之间,采高为800mm。
最大控顶距为3.8m,最小控顶距为:
2.6m。
101采区:
采煤工作面2个:
N1013采面、N1014采面。
N1013采面:
采用掩护式支架支护顶板,割煤机落煤。
煤层厚度在1550--2000mm之间,平均采高为1800mm。
最大控顶距为5.4m,最小控顶距为:
3.6m。
N1014采面:
采用掩护式支架支护顶板,爬底式割煤机落煤。
煤层厚度在600--800mm之间,采高为850mm。
最大控顶距为4.62m,最小控顶距为:
4.02m。
101采区:
掘进工作面有3个:
N1016机巷、101采区人行下山;
±0m延深掘进工作面1个:
±0m环形车场;
401采区掘进工作面2个,分别是:
W4012上盘机巷、W4011风巷。
四、矿井瓦斯情况
xxxx煤矿为高瓦斯矿井,位于中山背斜轴部,瓦斯含量高且储藏条件好,采区和采掘工作面瓦斯涌出量大,生产过程中常有瓦斯异常涌出。
矿井瓦斯无动力现象。
矿井瓦斯等级自一九九一年以来,一直为高瓦斯低二氧化碳矿井(九二年鉴定为高二氧化碳),无特殊涌出形式。
矿井生产过程中,瓦斯涌出极不均衡,内连煤层瓦斯涌出量相对比外连煤层大一些,就目前开采水平、采区而言,101采区、±0延深水平瓦斯涌出相对大一些,主要表现在断层带附近、背斜轴部两翼等布置的采掘工作面,瓦斯涌出量相对较大。
年份
项目
2003
2004
2005
2006
2007
2008
2009
2010
2011
绝对涌出量
(m3/min)
CH4
8.88
8.74
8.78
10.15
12.16
9.72
13.4
14.438
15.84
CO2
3.69
3.35
4.39
4.78
4.85
5.42
6.29
4.106
5.45
相对涌出量
(m3/d.t)
CH4
10.76
10.29
13.35
10.12
13.65
11.58
14.42
15.19
13.99
CO2
4.46
4.15
6.07
4.77
5.44
6.46
6.78
4.32
4.81
矿井近几年瓦斯涌出情况
五、通风系统现状
矿井通风方式为中央边界式,主通风机的工作方法为抽出式。
采用两台FBCDZ-6-NO:
19A型防爆对旋抽出式轴流主要通风机(一台运行,一台备用),转速为980r/min,两台风机的叶片角度均为30°/27°,配套电机功率2×90kw,矿井矿井等积孔为2.04m2。
矿井风量为66.35m3/s,矿井共有三个进风井,分别是位于+335m水平的主斜井、副斜井和+346m水平的皮带斜井,三个进风井都位于矿工业广场内;一个回风井,位于+400m水平的总回风平硐。
矿井各用风地点的配风量见下表。
类别
用风地点
配风量(m3/min)
备注
采煤工作面
N1013采面
450
N1014采面
200
N2213采面
200
小计
850
掘进工作面
N1016机巷
240
N4012机巷
240
±0m皮带斜井
240
N4012上盘风巷
300
N2217机巷
200
101采区±0m联络巷
200
101采区人行下山
240
小计
1660
硐室
+200炸药库
60
+275变电所
60
101变电所
60
422临时变电所
60
小计
240
其他用风地点
1140
合计
3890
第二节通风系统改造的必要性
一、风机改造的必要性
xxxx煤矿主要通风机于2006年更换为目前使用的FBCDZ-6-NO:
19A型防爆对旋抽出式轴流主要通风机(一台运行,一台备用),转速为980r/min,两台风机的叶片角度均为30°/27°,配套电机功率2×90kw。
现我矿井所需风量为64.8m3/s(见矿井配风表),矿井通风阻力为1450Pa。
按照矿井风量分配及矿井富裕风量系数1.2计算,xxxx煤矿目前风量应达到77.76m3/s才符合要求。
所以xxxx煤矿于2012年1月底对主要通风机进行叶片调整,但由于增加叶片角度后,电机负荷增大并超过电机额定值,导致无法满足矿井通风需要。
随着矿井延深的开采及矿井远景扩能,xxxx煤矿生产能力将扩到60万吨。
根据扩能要求,xxxx煤矿到时采煤工作面为3个,按照掘进碛头7个,矿井所需风量为130m3/s。
(1)N4013综采工作面
①按瓦斯涌出量计算
式中:
Q采-回采工作面实际需要风量,m3/min;
q采-回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量,根据测定为1.5m3/min;
KCH4-采面瓦斯涌出不均衡通风系数,取1.6;
Q采=100×1.5×1.6=240m3/min。
②按工作面温度、风速计算风量
Q采=60V采×S采
=60×1.5×7.9
=711m3/min
式中:
V采-采煤工作面适宜风速,m/s;
S采-采煤工作面的平均断面积,m2。
③按工作面同时作业人数计算风量,
每人供风≮4m3/min:
Q采>4N(m3/min);
式中:
N-工作面最多人数,50人;
Q采=4×50
=200m3/min。
④按风速进行验算
15S 15×7.9<Q采<240×7.9 119m3/min<Q采<1896m3/min 根据以上计算、经验并经验算,N4013综采工作面风量取720m3/min。 (2)N1018爬综采工作面 ①按瓦斯涌出量计算 式中: Q采-回采工作面实际需要风量,m3/min; q采-回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量,根据测定为1.5m3/min; KCH4-采面瓦斯涌出不均衡通风系数,取1.6; Q采=100×1.5×1.6=240m3/min。 ②按工作面温度、风速计算风量 Q采=60V采×S采 =60×1.5×3.7 =333m3/min 式中: V采-采煤工作面适宜风速,m/s; S采-采煤工作面的平均断面积,m2。 ③按工作面同时作业人数计算风量, 每人供风≮4m3/min: Q采>4N(m3/min); 式中: N-工作面最多人数,50人; Q采=4N=4×50 =200m3/min。 ④按风速进行验算 15S 15×3.5<Q采<240×3.5 53m3/min<Q采<840m3/min 根据以上计算、经验并经验算,N1018工作面风量取350m3/min。 (3)W4014炮采工作面 ①按瓦斯涌出量计算 式中: Q采-回采工作面实际需要风量,m3/min; q采-回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量,根据测定为1.5m3/min; KCH4-采面瓦斯涌出不均衡通风系数,取2; Q采=100×1.5×2=300m3/min。 ②按工作面温度、风速计算风量 Q采=60V采×S采 =60×1.5×5.1 =459m3/min 式中: V采-采煤工作面适宜风速,m/s; S采-采煤工作面的平均断面积,m2。 ③按工作面同时作业人数计算风量, 每人供风≮4m3/min: Q采>4N(m3/min); 式中: N-工作面最多人数,50人; Q采=4N=4×50 =200m3/min。 ④按风速进行验算 15S 15×5.1<Q采<240×5.1 77m3/min<Q采<1224m3/min 根据以上计算、经验并经验算,W4014炮采工作面风量取480m3/min。 ∑Q采=Q1+Q2+Q3=720+350+480=1550m3/min 2、备用工作面需要风量 备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、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%,结合实际经验,备用工作面风量为: Q备=Q备1+Q备2+Q备3 =360+240+175 =775m3/min 3、掘进工作面风量计算 ①按瓦斯涌出量计算风量 Q掘=100×q掘×K掘通=100×0.75×2=150(m3/min) ②按局部通风机实际吸风量计算风量 Q掘=Q扇×Ii+60×0.15S=200×1+60×0.15×8.8=279(m3/min) 全岩巷取: 300m3/min Q煤=Q扇×Ii+60×0.25S=200×1+60×0.25×8.8=332(m3/min) 半煤巷取: 350m3/min 考虑到±0运输石门的H2S问题要采用两台局部通风 Q掘=Q扇×Ii+60×0.15S=200×2+60×0.15×8.8=461(m3/min) ±0运输石门取: 500m3/min ③按工作面同时作业人数计算风量 Q掘>4N=4×12=48(m3/min) ④按巷道风速进行验算 15×S≥Q煤掘≤240×S Q掘279Q煤332≥15S掘=15×8.8=132(m3/min) Q掘279Q煤332≤240S掘=204×8.8=2112(m3/min) 根据以上核定,某煤矿掘进面实际需要风量的总和为: ∑Q掘=Q掘1+Q掘2+Q掘3+Q掘4+Q掘5+Q掘6 =300+300+300+350+350+500=2450m3/min。 4、井下各硐室风量计算 (1)井下爆破材料库计算风量 必须保证每小时4次换气量计: Q库=0.07V(m3/min) =0.07×100=70(m3/min) Q库—井下爆破材料库需要风量,m3/min。 V—井下爆破材料库的体积,m3我矿的是中小型爆破材料为100m3/min (2)其它硐室计算风量 根据历年瓦斯鉴定,实际测定情况,按其《煤矿安全规程》的要求。 取其经验数据,进行风量配备。 ①变电所硐室 Q充=80×5(m3/min) =400m3/min (3)各硐室总风量为 ∑Q硐室=Q库+Q变 =70+400 =470(m3/min) (4)其它巷道需要风量 根据井下实际,符合《煤矿安全规程》的规定。 总配备风量为: 1100(m3/min) 4、矿井总需风量 ∑Q矿=(∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它)×K =(1550+360+2450+470+1100)×1.2 =5930×1.2 =7116(m3/min) 而当前矿井总进风量Q矿为7116m3/min,满足Q矿≥(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它)×K的要求。 高瓦斯矿井风量备用系数取: 按总回风流中的瓦斯浓度不超过0.75%的要求来计算 见下风量分配表: 矿井配风量 类别 用风地点 配风量(m3/min) 备注 采煤工作面 N4013(综采) 720 N4015(综采)备用面 360 W4012(上盘) 480 N1016(上分层) 350 小计 1910 掘进工作面 403采区运输大巷 300 N1018机巷 350 N4013机巷 300 (±0)东西翼运输石门 500 121m主暗斜井联络巷 300 W4032风巷 350 W4011机巷 350 小计 2450 硐室用风 470 其他用风地点 1100 合计 5930 总计 7116 2、生产能力核算 我矿井供风量为7116m3/min,需要风量计算时矿井通风系数K=1.20,矿井实际需要风量(各个用风地点实际需要风量的总和)为5930m3/min。 计算公式 Apc=330×10-4×Qai/(qra×kva) 式中: Apc——矿井初步计算的通风能力,104t/a; Qai——矿井总进风量,m3/min,矿井实际进风量应满足矿井的总需要风量,按核定时矿井总进风量计算; qra——平均日产吨煤需要的风量,m3/(t.min); kva——矿井通风能力系数,取1.2; 平均日产吨煤需要风量计算: qra=Qra/A, 式中: Qra——矿井上年度吨煤需风量,m3/min; A——日生产量t Qra=3891/1600=2.48m³/t Apc=330×10-4×7116/(1.56×1.2)=78.90Mt/a 矿井年工作日数取330天。 (二)采用由里向外核算法计算矿井通风能力 1、矿井通风能力核定采用由里向外核算法计算。 取当年度每个采掘工作面的计划产量,计算矿井通风能力。 (万t/a) =10-4×l×h×r×b×n×N×c×a+r×S×L 采1=125×1.8×1.45×4×330×0.90×0.85=32.94万t/a 采2=120×0.8×1.35×2×330×0.90×0.85=6.5万t/a 采3=180×0.85×1.45×3×330×0.90×0.85=16.8万t/a 掘煤=1.45×5×5620=4.07万t/a 采1+采2+采3+掘煤=60.31万t/a A-矿井通风能力,万t/a; A采i-第i个回采工作面正常生产不考虑设备、地质的影响条件下的年产量,万t/a, A掘j-第j个掘进工作面正常掘进条件下的年进尺换算成煤的产量,万t/a; m1-回采工作面的数量,3个; m2-煤巷掘进工作面的数量,3个; l-采煤工作面平均长度,m; h-采煤工作面平均采高,m; r-原煤视密度,1.45/m3; b-平均日推进度,日推进度m/d; n-年工作日数,330d; N-正规循环作业系数,在不考虑地质因素及机电设备的影响,根据该矿的生产实践可达90%; C-采煤工作面回采率,85%; A-采煤工作面平均个数,2个。 S-巷道纯煤面积,取平均值5m2; L-煤层巷道年总长度,5620m。 则全矿通风核定生产能力为60.31万t/a。 二、风机选型 根据风量计算,到时矿井风量为118.6m3/s,矿井通风阻力为1982Pa,为了满足矿井未来发展的需要,风机最大工作风量不低于7500m3/min,负压为不低于2000Pa。 为此我矿建议选购FBCDZ-NO23型轴流式风机(转速: 740r/min;风量: 65~152m3/s,负压: 860~3074Pa)。 更换主通风机实施方案 在主通风机更换时,原则上不能停止生产,并保证安全。 根据这一特殊情况,目前确定为两个方案: 方案一: 在风井左边重新建造引风硐和抽通风机机房,一次性安装两台主通风机。 优点: 1、施工方便,不需井下停产。 2、安全,可靠度高。 缺点: 1、主通风机需建在原回填土上,基础工程量较大。 2、需开掘井巷工程30m引风硐。 方案二: 利用现有主通风机房位置。 优点: 无井下工程量。 缺点: 1、需提前建一台临时主通风机。 2、若建一台临时主通风机,会单机运行达四个月。 3、施工中会产生外部漏风。 4、在原风机房地基与地平长度差,要后方重新填土(后是深为70多米的水沟)。 5、引风硐改造变大,改造引风硐同时全矿井会停产15天。 6、土建工程量较大。 根据以上情况,方案一优于方案二。 采用方案一施工。 三、总回风巷道改造的必要性 按2014年生产65万吨,所需要的风量为7116m3/s,现我矿西总回巷断面为(6.2m2)和总回风平硐断面为(7.2m2)按照《煤矿安全规程》主要进、回风巷风速最高为8m/s,按计算的风量的风速来算,我矿在2013年60万产量来算回风平硐断面不合要求,现对我矿的回风平硐改造方案如下。 巷道改造方案一: 1、采用扩大+400m西总回巷和总回风平硐断面。 所以西总回巷12m2总回风平硐断面要扩大到12m2(如果扩巷会影响瓦斯抽采管道,也直接影响401采区的接替工作,因401采区是我矿重点瓦斯管理区域,该区域的瓦斯压力为1.5MPa)。 2、巷道改造方案二: 采用在风井重新掘巷道与+400m总回风巷与总回斜巷汇合处连通,其断面为7m2。 3、巷道改造方案三: 采用在抽风房重新掘巷道与+200m运输大巷(西煤仓)连通,其断面为8m2 在这三个方案中采用第三个方案将大大简化矿井通风系统,回风路线大大变短且畅通,现有的+200水平大巷在西延深以里的巷道将全部变为回风巷,现在用的东翼回风系统将全部回撤,此方案比前两方案可行,解决随着矿井生产延深水平的深部开采及总回风路线过长,通风阻力大的存在问题。 投资估算 采用方案三,经估算,总投资为941.4万元(见表1-6)。 表1-6估算汇总表 序号 工程或费用名称 工程量 概算价值(元) 矿建工程 工建工程 设备购置 安装工程 其它费用 合计 1 总回风巷与回风斜井连络 60m 420000 420000 2 引风道 300000 300000 3 风机基础 400000 400000 4 砖围墙 100000 100000 5 砖门柱 6000 6000 6 砼地坪C20砼厚200 20000 20000 7 风机房及配电室和控制室 600000 600000 8 新修人行路 6000 6000 9 风机雨棚 60000 60000 10 河沟加盖 12000 12000 11 200水平至400水平总回风巷 810m 5600000 5600000 12 风机安装 1200000 100000 1300000 13 电气安装 400000 40000 440000 14 设计费 50000 50000 15 其它 100000 100000 15 总计 0 6020000 1504000 1600000 140000 150000 9414000
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