赵固二矿初步通风设计.docx
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赵固二矿初步通风设计
赵固二矿初步设计安全专篇补充说明
前言2008年9月河南省煤炭工业管理局组织专家对《焦作煤业(集团)有限责任公司赵固二矿初步设计》进行了评审,根据评审意见,我院于2008年12月完成了《焦作煤业(集团)有限责任公司赵固二矿初步设计(修改版)》,同年河南省煤炭工业管理局进行了批复(豫煤规[2008]862号)。
在项目建设过程中,由于现场实际施工中地质条件发生变化及矿井实际设备订货情况,该矿井初步设计进行了修改。
2010年8月13日,受河南省能源规划建设局委托,河南工程咨询监理有限公司组织专家对《焦作煤业(集团)有限责任公司赵固二矿初步设计(修改)》进行了评审,并形成专家组意见。
结合项目建设实际情况和专家组评审意见,对初步设计进行了补充和完善,并相应修改完善了安全专篇。
现将主要修改内容说明如下:
一、井巷工程
1、顺槽数量
根据矿井揭露煤层情况,掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量0.2m/min,回风流中3平均瓦斯浓度仅在0.05~0.1%之间,低于原初步设计预测的掘进工作面绝对瓦斯涌出量1.24m/min。
综采工作面原设计为W型通风系统,本次修改为U型通风系统,3因此,取消了工作面中部进风巷。
根据先期投产的相邻矿井赵固一矿生产实践经验,依据该矿瓦斯赋存的实际情况、采面温度和采面设计有效断面,改为U型通风是可行的。
2、井下爆破材料发放硐室位置
原设计井下爆破材料发放硐室布置在回风立井附近,根据井下岩层实际情况,在满足安全和使用方便的原则下,将井下爆破材料发放硐室调整位置至-626m水平辅助运输石门和-626m水平回风石门中部,井下爆破材料发放硐室容量不变,仍设计有独立的通风。
3、井巷支护
本矿井属于深井开采,随着矿井开采深度的增加,矿山压力不断增大,巷道围岩
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所受的压应力、剪应力超过围岩的强度极限,使围岩普遍处于破裂状态,巷道围岩的大量变形常常使支护难以承受。
因此,提高围岩强度和自承力、降低岩体应力集中是深井巷道支护技术的中心任务。
矿井实际施工中,根据井下压力大等实际情况,主运输、辅助运输及回风大巷布置在二煤层顶板岩层中,采用半圆拱型断面,经建设单位、设计院、监理、施工单1位共同研究决定支护形式采用锚网喷+锚索+预留变形量+U型钢或工字棚复喷并加反底拱联合支护方式,锚索锚固至砂岩中,断层破碎带或岩石风化带还考虑采用注浆加固措施。
盘区主运输、辅助运输及回风大巷均布置于二煤层中,采用锚网喷+锚1索+预留变形量+U型钢或工字棚复喷并加反底拱支护方式,二次支护断面选择时,选取承载能力、抗底鼓和两帮移近的能力大,且能有效解决肩压大等问题的断面,综合考虑,盘区巷道二次支护采用方(长)环形支架。
采用方(长)环形支架支护后,巷道返修率小,而且架棚后棚后充填量小,既节省人力又满足了巷道的支护要求,取得了较好的支护效果。
二、采煤工艺
根据实际揭露煤层情况,实测首采工作面上、下顺槽煤层厚度6.3~6.7m,平均煤厚6.5m,与原地质资料平均煤厚6.16m有一定差别,结合全矿井煤层情况,为保证充分回收资源,本次修改将原设计上分层采高3.2m,下分层采高3.0m,调整为上分层采高3.0~3.5m,下分层平均采高3.0m左右。
根据支护强度的计算,结合本矿井煤层顶底板情况和煤层赋存条件,针对本矿井薄基岩的条件,原设计选择的液压支架为ZY6800/18/38型掩护式液压支架。
根据建设单位实际订货设备情况,采用ZF8600/20/38型(铺网)液压支架,支护强度符合计算要求,ZF8600/20/38型(铺网)液压支架主要技术参数为:
支撑高度2000~3800(mm);
额定工作阻力8600(kN);
初撑力7758(kN);
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支架中心距1500(mm);
支护强度>1.35(MPa);
泵站额定压力31.5MPa;
支架重量≤26(t)。
本矿井二1煤层采用分层综采,原设计不铺设人工假顶,利用自然锈结再生顶板开采下分层。
考虑到一矿生产经验,本次修改为铺底网形成人工假顶方案。
修改后的液压支架可以很好适应分层综采的要求,支架后尾梁可以起到铺网时对人员的保护作用。
假顶铺设材料为矿用塑料网,材料规格为1200×6000mm。
铺设方法为撑起液压支架的后尾梁,工作人员在后尾梁的保护下,进行支架后铺底网,长边沿倾斜方向铺设,短边沿推进方向铺设。
铺设要求:
(1)铺网时要将网铺平铺展;
(2)网片四周搭接100mm,并用连网绳将网边逐孔穿连并做到逢孔必扎(死结)。
(3)铺网后要及时对铺网段进行洒水以便顶底层更好的粘结。
三、井下运输系统
1、井下辅助运输
井下辅助运输原设计采用防爆无轨胶轮车。
根据实际揭露煤层情况,局部煤层变化较大,底板条件差,容易底鼓,维护困难,单一使用防爆柴油机轻型无轨胶轮车运输灵活性差,特别是大件运输相对困难。
因此,本次设计井下辅助运输修改为防爆无轨胶轮车和无极绳连续牵引车联合运输方式。
具体修改方式如下:
(1)大巷辅助运输方式选择
矿井大巷选用防爆无轨胶轮车运输人员、物料及矸石,选用无极绳连续牵引车运送液压支架等大型设备。
(2)盘区主要辅助运输方式选择
矿井盘区辅助运输主要担负人员、矸石、材料和设备的运输任务,选用无轨胶轮车运输人员、物料及矸石,选用无极绳连续牵引车运送液压支架等大型设备。
(3)顺槽辅助运输方式
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采煤工作面顺槽采用无极绳连续牵引车运输。
设计按照规程、规范要求,对无无极绳连续牵引车进行了详细计算选型,并对安全防护提出了具体的措施,主要包括:
无极绳连续牵引车的外露旋转部件(除滚筒、制动器外)均有防护装置;设置有运输速度及距离的显示器;绞车滚筒与牵引钢丝绳的直径比为72.727,大于安全规程的相关要求;配套有张紧装置、综合保护装置、弯道护轨装置等;操作位置具有良好的可视性,用以保证对人员不造成危险;配置有总开关,用以防止突发事件依法的危险。
无极绳连续牵引车运输大型设备时,运行速度不得高于0.88m/s;无极绳系统不得运送人员。
无轨胶轮车运行时,同一路段内的无极绳连续牵引车不得运行。
2、井下主运输系统
在经过核算满足使用要求的条件下,根据实际设备订货情况,对上仓斜巷带式输送机、盘区大巷带式输送机、顺槽输送机等设备选型进行调整。
四、矿井通风
1、矿井风量、负压
(1)瓦斯
根据2010年6月河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心提供的《赵固二矿一盘区(-700m以上)突出危险性评价阶段报告》对揭露区域二煤层的瓦斯参数进行1了测定:
回风斜巷揭露区域附近的二煤层瓦斯含量在6.18~9.25m/t之间,最大319.25m/t;1101工作面区域附近的二煤层瓦斯含量在4.89~7.19m3/t之间,平均315.90m3/t。
。
本次修改设计煤层原始瓦斯含量取最大值9.25m/t对回采工作面瓦斯涌3出量进行预测。
综采工作面相对瓦斯涌出量预测:
q=KKKK(Wo-Wc)f采213式中
q—开采煤层相对瓦斯涌出量,m/t;3采K—围岩瓦斯涌出系数,一般K=1.1~1.3;焦作矿区单一煤层开采条件,11
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K=1.19~1.27,平均K=1.21;11K—工作面丢煤瓦斯涌出系数,取回采率的倒数。
工作面回采率为95%,则K22=1.05;
K—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出量影响系数,按K=(L-2h)/L33计算,其中L为工作面长度,取180m,h为掘进巷道预排等值宽度,无烟煤h为6.5~13.0;取h=9.5,则K=0.89;3K—取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌出系数,根据规范,分两层开采时f上分层取1.504,下分层取0.496,设计按上分层取K=1.504;fWo—煤层原始瓦斯含量,根据2010年6月的《赵固二矿一盘区(-700m以上)突出危险性评价阶段报告》,本次修改设计取最大值9.25m/t。
3Wc—采落煤炭运至地表时残存瓦斯含量,无烟煤残存瓦斯含量一般为6~10
m/t;本井田二煤层挥发分含量平均为7.37%,残存瓦斯含量取8m/t。
331经计算,q=KKKK(Wo-Wc)
f采213=1.21×1.05×0.89×1.504×(9.25-8)
=2.13m/t。
3二煤回采工作面相对瓦斯涌出量为2.13m/t,绝对瓦斯涌出量为8.07m/min。
331根据最新测定的瓦斯参数进行计算,矿井生产能力按1.8Mt/a考虑,计算矿井瓦斯相对涌出量调整为4.60m/t,绝对瓦斯涌出量为17.42m/min。
33
(2)回采工作面需风量计算
矿井投产时布置一个采煤工作面,其工作面风量按如下方法计算:
a、按瓦斯涌出量计算:
Q=100×q×K,m/min3采通采瓦采式中:
Q—采煤工作面实际需要的风量,m/min;3采q—采煤工作面的瓦斯绝对涌出量,二煤工作面平均瓦斯涌出量为1瓦采8.07m/min;3K—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.4;采通
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则Q=100×8.07×1.4=1130m/min=18.8m/s。
33采b、按工作面温度计算
Q=60×Vc×Sc×Ki,m/min
3采式中:
Vc—采煤工作面风速,当机采长壁工作面稳定在20~26℃之间时,工作面风速应在1.0~1.8m/s之间,取1.4;
Sc—采煤工作面的平均断面积,12.7m;2Kc—工作面长度系数,取1.2;
Q=60×1.4×12.7×1.2=1280m/min=21.3m/s。
33采c、按人数计算实际需风量:
Q=4×N,m/min
3采式中:
N—工作面同时工作的最多人数,40人;
Q=4×40=160m/min=2.7m/s。
33采d、按风速进行验算:
15×S≤Q≤240×S采采采式中S—采煤工作面的平均断面积,12.7m2采190.5m/min≤Q≤3048m/min
33采综合以上计算,综采工作面配风量取1500m/min,即25m/s是能满足要求的。
33(3)矿井总风量
矿井总风量按二煤1个综采工作面,2个综掘面,1个岩巷普掘面考虑,总风1量仍为148m/s。
矿井配风情况也相应修改,具体见下表1。
3(3)矿井通风负压计算
矿井通风负压计算结果:
通风容易时期和困难时期风量均为148m/s,通风容易3期负压为1702.8Pa,困难时期为2631.7Pa。
(4)存在问题及建议
本设计的通风系统只对由初期回风立井服务时期进行了设计,后期由两个风井同时服务本矿井时,矿井应根据当时开采的实际情况单独再进行通风系统改造。
实际生产时,矿井可根据瓦斯的实际涌出情况、瓦斯抽放情况等对综采面的风量和矿井风量
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进行调整,以保证矿井安全生产。
表1矿井配风量计算表
序号
用风点
数量
配风指标m/s3
小计/sm3
备注
1
二煤综采工作面1
1
25
25
2
煤巷综掘工作面
2
10
20
岩巷普掘工作面
1
7
7
3
井下爆炸材料发放硐室
1
3
3
4
井下加油、检修硐室
1
8
8
5
盘区变电所
2
3
6
6
井下主排水泵房
1
15
15
通风降温需要
7
防爆无轨车
7
6
26
辆7同时运行
8
其它
8
小计
118
备用25%
30
合计
148
主井48m/s
100m/s,副井33
2、矿井通风设备
原设计矿井通风设备选用FBDCZ-8-№26型对旋式轴流通风机2台,其中1台工作,1台备用。
每台通风机配用YBFe-8型专用防爆电动机2台,电机容量为315kW,电压为10kV。
本次修改根据设备实际订货资料,在满足设备可靠等原则下,矿井通风设备采用用MAF-2600/1500-1GQ型矿用轴流通风机2台,其中1台工作,1台备用。
每台通风机配用YP630-8型电动机1台,电机容量为1120kW,电压为10kV。
经验算,风机风量、负压满足设计要求。
(一)主通风机设备选型
1、设计依据
(1)矿井所需风量
通风容易期、困难期均为148m/s。
3
(2)矿井所需负压
通风容易期负压为1702.8Pa,困难期为2631.7Pa。
(3)通风设备设置
本矿井采用机械通风,设有回风井,其出口处设置通风机。
本矿进风主立井井口、副立井井口标高均为+81.5m,回风立井井口标高也为+81.5m。
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2、通风设备方案
根据矿井通风要求,设计对离心式和轴流式通风设备进行了分析比较,离心式通风机虽然具有全压效率高,噪音小,设备投资少的优点,但存在占地面积大,土建工程量大,需建返风道,反风繁琐,系统总投资高,动压损失大,运行电耗高,综合运营费用多等缺点,因此设计不予推荐。
对于轴流式通风设备,根据矿井所需的风量和负压,通风机的计算风量和负压分别为:
Q=1.05×148=155.4(m/s)3矿H=1702.8+100+150=1952.8(Pa)易H=2631.7+100+150=2881.7(Pa)困考虑通风设施漏风和各种阻力损失后,设计在方案、可研设计阶段对适合本矿井的多种风机进行了方案比较,结合现场意见,设计推荐技术先进,效率较高,可靠性高的的MAF风机作为本矿风井通风设备方案。
3、通风设备选型
根据通风设备选型方案和通风机的计算风量和负压,本矿井通风设备选用MAF-2600/1500-1GQ型矿用轴流通风机2台,其中1台工作,1台备用。
每台通风机配用YP630-8型电动机1台,电机容量为1120kW,电压为10kV。
(二)主通风机正常运行工况
主通风机运行特性曲线见图1。
风机运行工况点的参数见表2。
风机运行工况点的参数表
表2
项目
风量m(/s)3
负压(Pa)
叶片角度
效率η
计算轴功率(kW)
M通风容易期1
155.4
1952.8
-1°
83%
373.1
M通风困难期2
155.4
2881.7
°+6
88%
519.3
通风机达到最大设计负压和风量时,运行叶片角度α=+6°<+30°(风机最大叶片2角度),风机具有足够的富裕能力。
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补充说明赵固二矿初步设计安全专篇
线曲性特行运机风通主
1图
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(三)主通风机反风
设计随通风设备主机配备风门及风门启闭装置。
通风系统利用配套的风门和风门启闭装置,再配合风机反转进行反风。
通风机的反风特性曲线见图2。
通风机反风运行工况详见表3。
风机反风运行工况点的参数表
表3
项目主排水泵运行特性曲线图3
主排水泵运行特性曲线4图
风量m(/s)3
负压(Pa)
叶片安装角度
效率η
计算轴功率(kW)
通风容易期M'1
77.8
489.5
-1°
15%
319.2
M通风困难期'2
78.5
735.3
+6°
%25
232.1
(四)主通风机设备余量及配套电动机校验
1、主通风机设备余量校验
由主通风机正常运行及反风运行特性曲线及主通风机运行工况可知,通风机达到最大设计负压和风量时,运行叶片角度α=+6°<+30°(风机最大叶片角度),比风机2允许范围小24°,风机具有足够的富裕能力。
满足现行《煤炭工业矿井设计规范》GB50215-2005第8.2.2条及现行《煤矿主要通风机站设计规范》GB50450-2008第3.1.6条规定的要求。
2、主通风机配套电动机校验
由主通风机正常运行及反风运行特性曲线及主通风机运行工况可知,风井主通风机正常运行及反风运行计算风机运行轴功率均小于主通风机配套电动机功率1120kW,轴功率最大时有较大富裕系数,满足现行《煤矿主要通风机站设计规范》GB50450-2008第3.2.2条规定的轴流通风机电动机富裕系数的要求。
(五)主通风机调节方式及辅助设施
1、主通风机调节方式
主通风机通过整体调整叶片角度,来调整运行工作区域,以满足矿井通的风需要,并始终保持风机工作工况始终在特性曲线效率区的高效区域,以实现节电节电运行。
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补充说明赵固二矿初步设计安全专篇
线曲性特风反机风通主
2图
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2、主通风机布置及辅助设施
主通风机布置在通风机房内,控制及配电部分布置在专用配电、控制室内,通风机房的电源引自地面变电所,以双回路电缆供电,其中1回工作,1回备用,能保证通风机连续运转,且备用通风机能在10min内开动。
通风机房内设置起重梁,以便于风机的检修;主通风机配套有手动、电动两用风门,风门采用密闭保温措施进行防冻;专用通风机配电、控制室内安装水柱计,配有风机参数(风量、负压、温度、电流、电压)测试仪及打印机等,能实时监控并反映通风机的运行状况,以保证设备安全运行,此外控制室内安有直通调度室的电话,挂有返风操作系统图;为了满足环保要求,主通风机配备有消音装置,风机控制室内的噪声小于85dB(A),主通风机的噪声排放满足现行《工业企业厂界环境噪声排放标准》GB12348-2008的要求;回风井口处安装了防爆门,并按规程要求定期检查维修;在回风井口安全出口处设置有防爆门;通风系统的外部漏风率小于5%。
新风机投入使用前进行一次通风机性能测定和试运转工作,以后至少每五年或通风系统工况变化较大时,应进行一次通风机性能测定。
通风机的运转设置专职司机负责。
(六)主通风机反风方式、反风系统及设施
矿井的反风一般是在矿井发生火灾(进风井口、井筒、井底车场、主要进风巷道和硐室等地点发生火灾)时进行。
矿井反风方式分全矿井反风和工作面局部反风。
全矿井反风采用主要通风机反转实现,区域及局部反风通过巷道布置和井下通风设施来实现,可满足全矿井、区域及局部反风的要求。
全矿井反风是指在井下发生重大火灾(进风井口、井筒、井底车场、主要进风巷道和硐室等地点发生火灾)时,利用其压力实现风流自回风井进入,自进风井排出的情况。
主通风设备系统的反风,利用手动、电动两用风门启闭,配合主通风机反转,改变巷道中的风流方向,进行全矿井反风,反风设施能在10min内改变巷道中的风流方向,当风流方向改变后,矿井通风容易时期和困难时期,通风系统反风风量均大于各自正常风量的40%,满足现行《煤炭工业矿井设计规范》GB50215-2005第8.2.5
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条及现行《煤矿主要通风机站设计规范》GB50450-2008第3.1.2条规定的要求。
工作面局部反风是工作面局部发生火情,在主要通风机保持正常运行条件下,通过迅速调整预设的反风风门开关状态,实现采区内部巷道或采煤工作面风流反向,以实现局部反风。
工作面的风流自原工作面回风顺槽进入,自原工作面进风顺槽排出,旨在减少火灾对工作面的影响。
此外,设计对井下各种风门采用遥测监控,对双道风门采用机械联锁,即一道风门打开,另一道风门必须关闭,当打开的风门处于未关闭状态时,不能打开另一道风门。
每季度至少要检查一次反风设施,每年应进行一次反风演习。
矿井通风系统有较大变化时,应进行一次反风演习。
五、矿井排水设备
原设计矿井主排水设备选用13台MD420-96×9型离心式排水泵,每台配YB800-4、10kV、1600kW矿用防爆型电动机一台,正常涌水期6台工作,5台备用,2台检修;最大涌水期8台工作。
根据建设单位实际订货情况,本矿井主排水设备采用4台MD420-93×9型离心式排水泵,9台MD450-90×9型离心式排水泵,每台水泵均配YB2-560-4、10kV、1600kW矿用防爆型电动机一台,正常涌水期6台工作,5台备用,2台检修,最大涌水期8台工作。
调整后排水能力增加270m/h,完3全能满足设计扬程要求。
为利于井下运输和安装,考虑安装、使用条件及与水泵的配套,结合实际订货情况,本次选择YB2-560-4型电机,完全可以满足使用要求。
其中主要排水设备MD450水泵的校核计算和性能曲线等如下:
(一)设计依据
1、本矿井在副立井井下-682m标高设置主排水泵房。
2、本矿井正常涌水量1970.13m/h,最大涌水量2561.17m/h。
333、井下水需经处理后作为矿井生产用水,水处理需增加扬程8m(含地面段管路损失)。
4、排水总垂高771.5m。
5、排水管路沿副立井敷设,主排水泵房离副井底较远(约850m)。
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(二)排水设备选择的合理性分析
设计对适合本矿井主排水的多种水泵进行了方案比较,设计可选用DS450型高速泵,但其磨损快,附加设备多,投资高,管理使用复杂,设计不予推荐;设计推荐MD系列高扬程多级离心泵,其效率高,管理简单,且现场应用实例多,设备可靠。
(三)排水设备、管路选型及安全性校验
结合现场实际订货情况,本矿井主排水设备采用4台MD420-93×9型离心式排水泵,9台MD450-90×9型离心式排水泵,每台水泵均配YB2-560-4、10kV、1600kW矿用防爆型电动机一台,正常涌水期6台工作,5台备用,2台检修,最大涌水期8台工作。
排水管路选用4趟D426×22无缝钢管,分段选择壁厚。
正常涌水期3趟工作,最大涌水期4趟工作。
矿井主排水设备运行特性曲线详见图3、4;矿井排水系统布置详见图5;矿井排水设备运行工况详见表4。
由水泵运行特性曲线及工况点参数表可知,所选主排水泵,运行在水泵工业利用区域内,且运行在高效区域,日排水时间均<20h;选用的13台主排水泵,正常涌水期6台工作,5台备用,2台检修,最大涌水期8台工作,备用水泵能力为工作水泵的83%>70%,检修水泵能力为工作水泵的33%>25%,均满足现行《煤矿
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