矿井通风能力核定报告说明书.docx
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矿井通风能力核定报告说明书
矿井通风能力核定
报
告
说
明
书
第一章概述
第一节概述
为使煤矿矿井通风能力核定新体系、新机制的建立开好局、起好步,xxx公司相应的资质人员按照xxx省煤矿安全生产监督管理局的要求,并根据《煤矿通风能力核定标准》(AQ2556-2008)、《煤矿安全规程》以及《煤矿通风能力核定办法(试行)》等相关规定要求,深入到xxx煤矿现场查阅相关资料、井下现场进行相关数据的测试采集等工作,对整个矿井的通风能力进行了认真核查。
核定工作简要过程:
本次通风能力核定根据《安全生产法》、《煤矿安全规程》的相关规定,严格执行国家有关法律、法规和技术规范、标准,实事求是对矿井、采区、采掘工作面的通风情况进行核查、测定分析,对矿井通风能力进行核定。
通过通风能力核定,查找矿井通风系统存在问题,及时核定因通风系统发生变化而引起的能力变化,合理组织生产,减少或杜绝通风瓦斯事故的发生。
Xx矿井现为正常生产矿井,证照合法有效,矿井采用机械抽出式通风,运转风机和备用风机具备同等能力,主要通风机经资质单位检测合格,矿井具有完整的独立通风系统,所使用的安全检测仪器、仪表齐全、性能可靠,井下局部通风机安装和使用符合规定,矿井瓦斯管理符合规定,按照《煤矿通风能力核定标准》的要求属于年度核定通风能力的范围。
xxx公司于2013年6月1日-7月1日,组织10名相关工程技术人员对xxxx开展通风能力核定工作。
核定人员对该矿井开采现状及开采历史情况进行现场调查,采集相关数据(井巷和采掘作业地点风速、断面、温度、瓦斯、二氧化碳等数据),查阅并收集相关基础资料和数据(“矿井七证”,矿井储量核实报告,瓦斯等级鉴定证书,生产能力核定证书,本年度反风演习报告,主要通风机检测报告,井上下对照图、采掘工程平面图、通风系统图,上年度7-9月和本年度4-6月瓦斯检查日报表、安全监控报表、测风报表,上年度1-12月份原煤生产量和本年1-6月原煤生产量等资料),核定工作组对收集的资料进行了分析整理,对该矿井需要风量、通风能力进行了计算及能力验证,于8月15日完成该矿通风能力核定报告的编制工作。
通风能力核定现场使用仪器仪表见表1-1。
表1-1通风能力核定现场使用仪器仪表
序号
设备名称
型号
备注
1
机械风表
DAF-4
高速
2
机械风表
DAF-2
中速
3
机械风表
DAF-3
微速
4
光干涉式甲烷测定器
CJG25D
5
钢卷尺
6
秒表
7
便携式多参数测定器
CZC5
第二节核定依据
(1)《煤矿安全规程》(2011版),国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局;
(2)《煤矿通风能力核定标准》(AQ1056—2008),国家安全生产监督管理总局;
(3)《xxx省煤矿矿井通风能力核定实施办法》(省安全监管局公告第12号);
(4)xxxx提供的井上下对照图、采掘工程平面图、通风系统图、瓦斯报表、监控报表、测风报表、瓦斯等级鉴定等相关资料及核定小组现场采集的数据。
第二章煤矿基本情况
第一节自然属性
一、地理位置、企业性质、隶属关系
㈠自然属性
1、地理位置,企业性质,隶属关系
矿区交通位置图
该矿“七证”齐全有效,有关证照见表2-1所示。
表2-1矿井生产经营有关“证照”一览表
证件
名称
证件号码
有效期限
发放日期
发证机关
备注
采矿
许可证
10年
2010年10月28日
xxx省国
土资源厅
安全生产
许可证
3年
2011年6月20日
xxx煤矿
安全监察局
煤炭生产
许可证
20年
2007年7月1日
xxx省煤炭工业局
企业法人
营业执照
4年
2011年4月1日
禄丰县工商
行政管理局
矿长资
格证书
长期
2010年5月18日
xxx工业和
信息化委员会
矿长安全
生产工作
资格证书
3年
2009年9月25日
xxx煤矿
安全监察局
煤矿职业卫生安全许可证
3年
2012年11月12日
xxx煤矿
安全监察局
2、井田位置,边界范围,井田面积,相邻矿井边界关系及瓦斯等级情况。
根据采矿许可证规定的开采范围,该煤矿的矿界由8个拐点坐标圈定,见表2-1-2。
表2-1-2矿区范围拐点坐标表
拐点
编号
拐点坐标
开采标高(m)
矿区面积
(km2)
X
Y
矿1
2774950
34487716
2035.7~1500
1.7902
矿2
2775372
34487295
矿3
2776638
34487008
矿4
2778000
34487018
矿5
2778000
34487368
矿6
2777090
34487450
矿7
2776280
34487718
矿8
2775722
34483400
xxx井田走向长2700m,井田倾斜宽650m,井田面积1.7902km2。
矿井附近有废弃老窑多处,已经填埋多年,正在生产的相邻矿井3个(xxx煤矿xxx、顺达公司二号、三号井),都属于低瓦斯矿井
3、井田地质情况,地层,含煤地层
⑴水文特征
该矿区位于金沙江水系与红河水系分水岭之东南侧,属低中山至高山区,最高点为大福德山,海拔高程+2191.58m,最低侵蚀基准面为矿区东面,海拔高程+1460m,最大高差达713.58m。
xxx矿权范围内属于构造剥蚀侵蚀中山区地貌,地形总体地势为南北走向,中间高,东西两侧低,区内地形较陡,有利于地表水及地下水的排泄,地表水流方向由北西向东南流,而地下水流方向由北向南流。
经矿区西部的大坪子季节性小溪。
⑵地层
⑶地质构造
福德山向斜东翼位于绿汁江断裂及xxx背斜西侧,处于元永井-福德山大向斜南端,与xxx背斜为同一级褶皱构造。
属于本向斜南端东翼的主要构造有:
①福德山向斜
为井田主体构造,轴向北西320度-南东140度-正东90度,向北西倾伏。
两翼宽3-3.5km,不对称。
东翼倾角45-75度,局部有倒转现象。
其轴部倾角稍缓15-35度。
②断层
矿区除南翼端的F37、F33边界断层外,还有F1、F2、F3等倾向正断层和F4、F34走向逆断层,向斜轴部有F8、F9等斜交断层,矿井小构造则多为倾向正断层,构造复杂程度中等。
F8横向正断层:
该断层位于向斜东翼浅部的轴部附近,呈东西走向,走向长650m,倾向正北,倾角70-80°,南盘(T3p)上部与北盘(T3g1)下部接触,地层铅直落差小于30m。
该断层处在矿区南部边界,对矿山煤层开采影响不大。
F4走向压扭性断层:
位于向斜东翼中部的浅部边缘,走向近南北,长2000m以上,倾向正东,倾角65°。
东盘(T3p1)顶部逆冲于西盘(T3g2)底部之上,地表南段表现地层缺失K1a、K1b煤层露头;而北段地层表现重复,断距约大于50m,由南往北断距逐渐减小。
⑷煤层
煤层集中分布于xxx组中段(T3g2)下部及xxx组下段(T3g1)顶部,普遍为薄煤层,煤层结构简单至较复杂,夹矸常为炭质泥岩及泥质岩薄层。
煤层间距24-44m,一般25-33m,个别煤层之间(K1a、K1b)有合并现象。
4、主要可采煤层情况,煤层赋存条件,煤层层数、厚度,资源储量,煤质,煤种,见表2-1-3。
2-1-3xxx可采煤层特征表
煤层
煤层
厚度(米)
层间距(米)
煤层结构
顶底板岩性
稳定性
倾角度)
容重(T/m3)
Ag%
最小--最大
最小--最大
夹矸层数
夹矸厚度
(米)
顶板
底板
平均
平均
K3
0.2—0.5
0--1
0--0.10
浅灰色夹细砂岩粗砂岩
粉砂岩
不稳定
15--75
1.5
41.36
0.35
0
0.05
K2
0.2—1.6
29.0--33.0
1--4
0.2--0.45
浅灰色细砂岩
粉砂岩
较稳定
15--70
1.42
37.42
0.9
31.00
3
0.35
K1
0.4—1.6
25.0--28.0
1--3
0.10--0.75
浅灰色粉砂岩
粗砂岩
较稳定
15--70
1.53
37.32
1
26.00
2
0.45
⑴开采煤种为1/3焦煤(1/3JM)煤种牌号为JM35,煤层为复合煤层,其中可采煤层3层、厚度0.4-3.0米、倾角30-75度、开采深度1725米。
⑵主要可采煤层
K1煤层:
K1煤层除F8以南附近及东翼北段靠近露头部分偶见不可采点外,区内工程点所控制煤厚、结构皆变化小且规律明显,全区大部分可采。
K2煤层:
K2煤层除17线浅部、11线深部以及13浅部南侧出现孤立块段不可采外,其余大部可采。
区内煤厚及结构变化大。
⑶xxx2012年末保有煤炭地质储量160万吨,可采储量118万吨。
5、开采技术条件
⑴xxx矿井地质条件分类为Ⅲ类,开采技术条件中等。
矿井水文地质条件简单,为孔隙水直接进水型矿井。
⑵xxx正常涌水量为36m3/h,最大涌水量为47m3/h;矿井主要水害为上水平采空区积水涌出和雨季水涌出的矿井局部性水害。
⑶xxx矿井通风方式为中央分区式,分别由2台BK54—NO.15型主扇服务于整个矿井,矿井总排风量为42.8m3/s。
xxx2012年瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井,瓦斯绝对涌出量为1.18m3/min,瓦斯相对涌出量为8.85m3/t。
xxx所采煤层的煤尘均具有强爆炸性,有自燃发火倾向,详见表2-1-4和表2-1-5。
表2-1-4xxxxxx煤层爆炸性鉴定结果表
煤
层
编
号
煤尘爆炸性鉴定、水分、灰分、挥发分
结论
水份Mad
(%)
灰份Aad
(%)
挥发份
Vdaf(%)
火焰长度
(mm)
抑制煤尘爆炸
最低岩粉量(%)
K1
1.06
19.44
33.94
70
40
具有爆炸性
K2
1
28.81
33.07
150
45
具有爆炸性
表2-1-5xxxxxx煤自燃倾向性鉴定结果表
煤层
编号
煤自燃倾向性、水份、灰份、挥发份、全硫、真比重
结论
水份Mad
(%)
灰份Aad
(%)
挥发份Vdaf
(%)
全硫St,ad
(%)
真密度dTRD
(g/cm3)
吸氧量dTRD
(ml/g.干煤)
K1
1.06
19.44
33.94
1.15
1.56
0.58
Ⅱ类
自燃
K2
1.00
28.81
33.07
0.70
1.61
0.55
Ⅱ类
自燃
⑷煤层顶底板
K1煤层顶板:
直接顶板(假顶)为0-3m厚的粉砂岩,其上常有0.05m的薄煤线,假顶属半坚硬岩组,稳固性较差;再上,一般有15-25m厚的粗砂岩层。
K2煤层顶板:
直接顶板(假顶)厚0.6-1.3m,为含粉砂泥岩,其上为0-4m厚的一层粉砂质泥岩;再上有9-11m厚的一层粗砂岩,致密坚硬,R>60MPa,属坚硬岩组,稳定性好,为K3煤层的“老顶”。
K1、K2底板多为砂岩、粉砂岩,稳定性一般。
k1煤层,煤厚0~4.6m,倾角44°,平均厚度0.75m;K2煤层属薄及中厚煤层,厚度0.4—1.6m,平均1.0m;含夹矸1—2层,矸石厚0.05—0.1m;煤层倾角36—48°,平均42°,为倾斜煤层。
煤层可采指数为0.8,变异系数38.3%,属不稳定煤层。
第二节矿井建设情况
一、设计时间及单位。
1992年4月,由xx煤炭设计院进行xxxxx设计。
二、立项、批准时间及单位,建设期及投产期,设计生产能力,原批准的核定生产能力
xxxxxx于1994年建井,于1998年投产。
矿井主要可采煤层2层,设计生产能力为15万吨/年。
2006年核定生产能力为5万吨/年,2008年核定生产能力为8万吨/年。
三、技术改造、整合改造或改扩建矿井设计生产能力及有关立项、开竣工、投产验收情况。
2008年8月,经xxx公司立项,xxx进行主斜井改造工程,改造主斜井和1725底板大巷巷道1341m。
2010年7月竣工,形成“主斜井-1725底板大巷-一采区回风上山”通风系统、主斜井提升运输系统和主斜井排水系统。
2011年6月,经xxx公司验收,形成“主斜井”生产系统,随即投产。
第三节矿井生产现状
一、主要生产系统、通风方式、采掘工艺、开拓方式和开采方法、水平、采区划分
矿井采用平硐、斜井开拓,中央分区式通风,主要进回风井筒及其特征表见表2-3-1
表2-3-1井筒特征表
名称
1900主平硐
副斜井
回风井
北采区进风井
X
2775919.34
2775865.91
2776543.29
2777361.2
Y
34488107.66
34488238
34487674.34
34487408.8
Z
1897.87
1897.85
1964
2186
方位角
271°
260°
245°
81°
坡度
0°
35°
27°
35°
功能
进风、运输、行人
进风、提升运输
回风
进风
断面
8.1
8.3
6.3
4
支护
类型
三心拱形,砌碹
半圆拱形,砌碹
圆拱形,砌碹
梯形,架金属箱
备注
⑴矿井提升系统。
主、副井提升为斜井串车提升,绞车为单绳双滚筒缠绕式提升机,设备运行状态良好。
⑵矿井运输系统。
现我矿井下主运输巷CDXT-5型蓄电池机车运输,每次牵引矸石车或材料车15辆,往返一次运时间15分钟。
满足矿井材料及原煤运输需要。
⑶矿井排水系统
二级集中排水,平巷自然排放。
100D45×4水泵。
矿井主排水泵各级设三台,一台工作,一台备用,一台检修。
设备运行状态完好,矿井最大涌水量为47m3/h,正常涌水量36m3/h,水泵额定流量85m3/h。
主排水泵、管道、水仓等满足矿井排水要求。
⑷矿井供电系统
矿井采用双回路供电电源,35KV电网,矿自备电站与之并网。
使用GG1AF-07型高压开关切换电源。
主井、副井、主扇、压风及主排水等设备为双回路供电,一条工作,一条带电备用。
从而保障了设备安全、稳定运行。
⑸生产布局。
矿井采用斜井开拓,采区前进式、走向长壁后退式采煤方法,顶板管理方式采用完全垮落法。
开采工艺为炮采、炮掘工艺;主采k1、k2煤层。
矿井有2个生产水平,分别为+1725m水平及+1785m,有2个生产采区。
二、现主要生产煤层、采区、工作面情况。
(一)采区布置
开采K1、k2煤层,在一采区k1煤层布置了1个采煤工作面;二采区k1煤层布置了2个掘进工作面;在一采区k2煤层布置了1个采煤工作面;1725水平布置了1个掘进工作面及1600水平延伸掘进工作面。
目前,1600水平提升井筒已落平,1600水平南大巷正处于掘进施工中。
(二)采煤工作面
1、一采区k1煤层布置了1个采煤工作面,即2115采煤工作面,工作面走向长70m,斜长45m,作业规程设计采用单体液压支柱配π型梁支护,柱距1m、排距1m,采高平均为1m,“三、五排”控顶。
特殊支护采用密柱、木垛,全部垮落法管理顶板,采煤工艺为煤电钻打眼,放炮落煤。
运输方式为工作面原煤由顺槽刮板运输机运输至上山后,通过溜煤筒自溜装入矿车。
CDXT-5型蓄电池机车牵引矿车运输至+1785水平斜井井底车场,绞车提升至+1900m车场,蓄电池机车运输到地面。
2、一采区k2煤层布置了1个采煤工作面,即2125采煤工作面,工作面走向长130m,斜长40m,作业规程设计采用单体液压支柱配π型梁支护,柱距1m、排距1m,平均为0.9m,“三、五排”控顶。
特殊支护采用密柱、木垛,全部垮落法管理顶板,采煤工艺为煤电钻打眼,放炮落煤。
运输方式为工作面原煤由顺槽刮板运输机运输至上山后,通过溜煤筒自溜装入矿车,CDXT-5型蓄电池机车牵引矿车运输至+1785水平斜井井底车场,绞车提升到+1900m车场,蓄电池机车运输到地面。
(三)掘进工作面
矿井在+1785m水平布置2个掘进工作面,即2115南块南上顺槽及2115南块南中顺槽。
掘进工艺为气动钻机打眼、放炮掘进,工作面溜煤筒自溜装岩入矿车,DXT-5型蓄电池机车牵引矿车运输至+1785水平斜井井底车场,绞车提升到+1900m车场,蓄电池机车运输到地面。
在1725水平布置1个掘进工作面,即3111顺槽;在1600水平布置一个大巷掘进工作面,即1600水平南大巷掘进工作面。
掘进工艺为气动钻机打眼、放炮掘进,耙渣机装岩,蓄电池机车运输至副斜井井底车场,绞车提升出地面。
第三章矿井通风概况
第一节通风方式、通风方法、进回风井筒数量及风量、矿井需要风量、实际风量、有效风量
矿井通风方式为中央分区式,轴流式主要通风机抽出式通风。
主平硐、副斜井、北采区通风上山为进风井,回风斜井为回风井。
矿井需风量为1699.1m3/min,实测总进风量2472m3/min、总回风量2568m3/min,矿井有效风量2181m3/min。
矿井主要进、回风风量见表3-1-1。
表3-1-1矿井主要进、回风风量表
序号
测风地点
风量(m3/min)
风速(m/s)
备注
1
1900平硐
1096.2
3.51
进风
2
主斜井
720
2.06
进风
3
北采区
655.8
2.73
进风
合计
总进风
2403
总进风
总回风
2508
10.19
总回风
第二节采区巷道布置情况
矿井有完整、独立的通风系统,有3个进风井和1个回风井,采区布置了专用回风巷,生产水平和采区实行分区通风,采掘工作面独立通风。
各作业地点的风量、风速(见表3-2-1)和作业环境的空气成份、温度等符合《煤矿安全规程》的规定。
各采区、采煤工作面和硐室都采用独立通风,无不合理的串联通风、扩散通风和老巷通风。
具有完整的矿井反风设施。
表3-2-1采掘作业点实测风量、风速
序
号
测风地点
风量(m3/min)
风速
(m/s)
备
注
1
2115采煤工作面回风巷
303
1.26
2
2125采煤工作面回风巷
334
1.07
3
2115南块南上顺槽掘进工作面
655.8
2.73
风机前
4
2115南块南中顺槽掘进工作面
655.8
2.73
风机前
5
3111顺槽掘进工作面
718
2.73
风机前
6
1600水平南大巷掘进工作面
718
2.06
风机前
第三节矿井瓦斯等级
表3-3-1
年份
绝对(CH4)
涌出量m3/min
相对(CH4)
涌出量m3/t
绝对(CO2)
涌出量m3/min
相对(CO2)
涌出量m3/t
瓦斯
等级
2009年
0.875
8.974
1.15
11.79
低瓦斯矿井
2010年
1.059
9.187
1.324
11.485
低瓦斯矿井
2011年
0.95
7.93
2.08
17.20
低瓦斯矿井
2012年
1.163
8.688
2.18
16.285
瓦斯矿井
第四节主扇型号
主扇型号,电机功率,叶片角度,运行参数,风量,风压,通风阻力,等积孔。
主要通风机铭牌参数表
项目
回风井
主扇型号
BK—54NO15
电动机输入功率(kW)
45
叶片角度(度)
26
主要通风机转速(r/min)
980
主要通风机风量(m3/min)
750~2676
主要通风机风压(Pa)
170~924
排风量2568m³/min,通风阻力为185.42Pa,等积孔为1.86m2。
第五节矿井设计能力、矿井上年度实际产量
矿井设计生产能力15万吨;核定生产能力为8万吨。
2012年全年实际完成原煤生产8.65万吨。
第四章矿井需要风量计算
第一节矿井需要风量计算原则
(一)矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其用风巷道等用风地点分别进行计算,包括按规定的配备的备用工作面需要风量,现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。
Q矿进≥(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备采+∑Q其他)×K矿通
式中:
Q矿进—矿井需要风量,m3/min;
∑Q采—采煤工作面实际需要风量,m3/min;
∑Q掘—掘进工作面实际需要风量,m3/min;
∑Q硐—硐室实际需要风量,m3/min;
∑Q备采—备用工作面实际需要风量,m3/min;
∑Q其他—其他用风巷道实际需要风量,m3/min;K矿通—矿井通风需风系数,(抽出式:
K矿通取1.15~1.2;压入式:
K矿通取1.25~1.3)。
第二节采煤工作面实际需要风量的计算
采煤工作面实际需要风量:
为矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和。
即
每个采煤工作面实际需要风量,应按工作面的气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别计算,然后取其最大值。
(一)按气象条件计算
Q采=60×70%×Ucf×Scf×Kch×Kd
式中:
Ucf—采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度从表4-2-1中选取,m/s;
Scf—采煤工作面平均有效断面面积,按最大和最小控顶有效断面面积的平均值计算;
Kch—采煤工作面采高调整系数(表4-2-2);
Kd—采煤工作面长度调整系数(表4-2-3);
70%—有效通风断面系数。
60—为单位换算生产的系数。
表4-2-1采煤工作面进风流气温与对应风速
采煤工作面进风流气温/℃
采煤工作面风速(m/s)
<20
1
20~23
1.0~1.5
23~26
1.5~1.8
表4-2-2Kch—采煤工作面采高调整系数
采高/m
<2.0
2.0-2.5
>2.5及放顶煤面
系数(Kcb)
1.0
1.1
1.2
表4-2-3Kd—采煤工作面长度调整系数
采煤工作面长度/m
长度风量调整系数Kd
<15
0.8
15~80
0.8~0.9
80~120
1.0
120~150
1.1
150~180
1.2
>180
1.30~1.40
采煤工作面条件
工作面
名称
有效断
面积m2
工作面
温度℃
工作面
风速ucf
工作面
采高m
采高调整系数Kch
工作面长度m
长度风量调整系数Kd
2115采面
4
18
取1.0
1
取1.0
70
0.9
2125采面
3.6
18
取1.0
0.9
取1.0
125
1.1
1、2115采面:
Q采=60×70%×ucf×Scf×Kch×Kd
=60×70%×1.0×4×1.0×0.9
=151.2m3/min
2、2125采面:
Q采=60×70%×ucf×Scf×Kch×Kd
=60×70%×1.0×3.6×1.0×1.1
=166.3m3/min
(二)按瓦斯涌出量计算
回采工作面正常生产月瓦斯涌出
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