二水平通风设计大北煤矿.docx
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二水平通风设计大北煤矿
大北煤矿二水平通风设计
1.前言
1.一、项目概况
新疆兴陶大北矿业有限公司位于乌鲁木齐市西南30km,行政区划属乌鲁木齐县管辖。
该矿于2003年8月由哈密矿务局勘察院设计,矿井生产能力9万t/a。
以后分别于2006年和2008年进行了生产系统技术改造和采煤方法改造。
该矿采用立井暗斜井开拓,主采4-5、9-15煤层,一水平煤层由于上部火烧区的影响,剩余回采面较少,为确保矿井正常的生产接续,由临沂兴宇工程设计有限责任公司对新疆兴陶大北矿业有限公司矿井二水平进行设计。
2.二、编制依据
1、大北矿业有限公司《安全专篇》。
2、大北矿业有限公司二水平设计。
3、自治区煤炭工业管理局发布的新煤行管发[2015]204号关于大北矿业有限公司瓦斯等级划分文件。
4、煤矿安全规程。
5、矿井通风与安全
6、矿井通风阻力检验报告
3.三、主要技术特征
1、二水平设计生产能力为0.9Mt/a,服务年限7.3a。
2、水平资源/储量:
二水平地质资源/储量1576.7万t,可采储量为923.3万t。
3、水平标高:
+570m。
4、水平开拓:
采用三条暗斜井开拓。
5、采区布置:
利用暗斜井和水平大巷布置走向长壁工作面(首采区)及倾斜长壁工作面(2采区)。
6、采煤方法、工艺及顶板管理方式:
采用长壁式采煤法;综合机械化放顶煤工艺;全部垮落式管理顶板。
7、生产布置:
两综掘一综采。
8、二水平主要生产系统
(1)通风系统:
采用轨道暗斜井及胶带暗斜井进风,回风暗斜井回风。
主扇性能特征:
型号:
FBCZNo20/160,风量:
50~96m3/s,静压:
1600~800Pa,功率:
160KW,转速:
985r/min。
(2)提升系统:
煤炭通过胶带暗斜井胶带运输机运输;矸石、材料、设备等的辅助提升皆由轨道暗斜井担负;人员由轨道暗斜井架空乘人装置运送。
(3)排水系统:
设计采用分级排水系统,各采区涌水汇至+570m水平水仓,由水平中央泵房水泵排至+750m水平水仓,再由+750m水平中央泵房水泵排至地面。
(4)供电系统:
在+570m水平井底车场建水平中央变电所,两回路电源分别引自一水平中央变电所两段10KV母线段,供电电缆沿轨道暗斜井敷设。
(5)压风系统:
由地面集中压风机站供风,压风管路沿轨道暗斜井敷设。
9、井下运输:
大巷采用蓄电池式电瓶车牵引1t矿车运输。
10、水平主要设备:
(1)水平提升设备:
轨道暗斜井安装JKYB2.5×2型单滚筒提升机;胶带暗斜井采用DTL100/80/2*160型带式输送机;
(2)水平排水设备:
选用3台MD300-65×4型离心泵,每台水泵的性能参数为:
Q=300m3/h,H=260m。
与水泵配套的电动机为YB450M2-4型,其电机性能参数为:
N=400KW,n=1480r/min,U=10KV。
(3)原矿井通风、压风等设备皆能满足二水平生产需要。
11、安全监控和人员定位:
矿井利用已有的KJ83N型煤矿安全监测监控系统。
井下人员定位系统:
利用矿井已有的KJ236(A)型井下人员定位系统。
12、矿井紧急避险系统:
矿井在二水平首采区前期开采时采用一水平永久避难硐室能够满足要求,后期在二水平井底车场建永久避难硐室。
2.第一章煤矿生产现状
1.一、开拓开采现状
新疆兴陶大北矿业有限公司矿井于2006年5月开工建设。
原设计生产能力0.09Mt/a,服务年限104a。
矿井井口及工业广场场地位于18-1钻孔以西248m,泄洪沟以东,北距101省道721m。
地面标高+1080~1190m左右。
矿井采用立井开拓,布置主井、副井、风井三个井筒。
主井井筒净直径4.3m,装备一对6t箕斗,担负煤炭提升任务,作矿井一个进风井。
副立井井筒位于井田中部主立井以西38m处,井筒提升方位角0°,设计井底标高+750m,井筒垂深394.661,净直径5.0m,净断面19.63m2,采用双钩罐笼提升,装备一宽一窄两个罐笼,担负矸石提升、运送设备、材料和人员任务。
井筒内敷设排水管、消防洒水管、压风管、制氮管、动力、通讯及监控电缆,并设置折返式行人梯子间,作矿井一个进风井,并兼作矿井一个安全出口。
立风井井筒位于井田中部主立井以南150m处,设计井底标高+860m,井筒垂深287.56,净直径3.5m,净断面9.62m2,井筒内设置折返式行人梯子间,作矿井回风井,并兼作矿井一个安全出口。
井底车场水平标高为+750m,生产采区位于井底车场附近的一采区,在9-15煤层中布置有一个综合机械化放顶煤工作面生产。
采掘情况:
正在布置一个103回采工作面,掘进三个暗斜井工作面。
2.二、主要生产系统现状
1、主井提升系统
主井井口标高:
+1143.8m,井底水平标高:
+750m。
提升高度为383.3m。
采用6t底卸式箕斗,担负提煤任务,箕斗自重为4676kg,载煤量6000kg。
安装1台2JK-3×1.5E型双滚提升机及TZG-3000型天轮。
配套电机为YR560-8型,其性能参数为:
N=710kw,U=10KV。
2、副井提升系统
副立井采用单层单车罐笼提升,担负全矿井人员、材料、设备及矸石提升任务。
副井井口标高:
+1144.661m,井底水平标高:
+750m。
提升高度394.661m。
宽罐:
采用GLG1/6/2/2型1t立井单绳罐笼,自重为5150kg(含有抓捕器、滚轮罐耳及绳环),一次可载17人。
窄罐:
采用GLG1/6/1/1型1t立井单绳罐笼,自重为3851kg(含有抓捕器、滚轮罐耳及绳环),一次可载12人。
3、矿井排水系统
矿井在井下+750m井底车场布置井下主排水水泵房。
排水管路经管子道、副立井至地面消防生活水池,经处理后的水供地面消防用水、地面洒水及井下消防灭火、防尘等。
地面消防水池标高为+1153m,副立井井口标高为+1144.661m。
根据《煤矿安全规程》要求,井下设有主、副水仓。
水仓位于副井井底车场,容积3975m3,有效容积3720m3。
目前矿方已在+750m水平安装有3台排水设备。
4、供电系统
现双回路电源已引至矿区。
第一回由硫磺沟35KV变电所10kv电压等级配电线路供电,距本矿6km,导线型号为LGJ-120。
第二回供电线路由清水泉110KV变电所10KV供电线路供给,该变电所容量为2×20MVA,电源由头屯河220KV变电所引入。
清水泉110KV变电所距本矿约为3km,导线型号为LGJ-120。
引入电压等级均为10KV。
变电所应为本矿提供可供容量4000KVA。
井下一、二级电力负荷均采用双电源供电。
井底车场主变电所与水泵房联建,主变电所内安装15台PJG-10Y型矿用隔爆型高压配电装置,KBZ2型矿用隔爆型低压馈电开关及2台KBSG-400/1010/0.69400KVA型隔爆干式变压器。
一台风机专用变压器KBSGZY-400/10隔爆型移动变电站。
井底车场主变电所主接线采用单母线分段接线方式,每段母线上一回进线电源,正常运行方式为单母线分列运行。
5、矿井通风系统
本矿现采用中央并列式通风方式,抽出式通风方法。
安设FBCZNo20/160型矿用防爆轴流通风机二台,其中一台工作,一台备用。
供风量50~96m3/s,额定风压800~1600Pa。
6、压缩空气设备
采用地面集中供风方式,安设三台空压机,其中两台为OG110F型单螺杆空气压缩机。
其中一台供制氮机工作,一台备用。
每台配380V,110kW驱动机。
排气量20m3/min,排气压力0.8Mpa。
一台LU250-8.5+型空气压缩机,主供井下供风。
配10000V,250kW驱动机。
每台排气量40m3/min,排气压力0.85Mpa。
矿井现已安装的主压气管路为φ219×7mm型煤矿用无缝钢管。
压气管路沿副立井井筒敷设,在井口、井底车场位置各设1台油水分离器。
空气机冷却方式为风冷。
空压机站电源引自地面变电所不同母线段,采用双回路供电。
7、智能化系统
设计选用监控系统为KJ83N型煤矿安全生产监控系统。
该系统能够有效监测井下高、低浓度甲烷气体。
当出现异常情况时发出声、光报警信号,并采取相应措施消除隐患,防止灾害发生,以满足瓦斯矿井和井工开采的要求。
该系统是一个开放性系统,可实现井下环境监测、主要设备及风门等监控,具有实时监控报警,打印月报、日报等功能,系统具有瓦斯电、风电闭锁功能。
为确保矿井安全生产,矿井装备了一套JSG-7型火灾束管监测系统,采集回风巷及采空区的气样进行分析,观测气样为:
一氧化碳、二氧化碳、瓦斯、氧气及氮气等,通过束管取样,利用安在地面的抽气泵(15L/s)、各种气体分析仪器等,连续监测井下巷道、采区、密闭区中的CO、O2、CO2、CH4等气体组分浓度,早期预报煤炭自燃发火,对有关指标达到或超过临界值等异常变化时立即发出预报。
矿井采用KJ236(A)型煤矿人员管理系统。
该系统由地面中心站、数据传输通道、井下数据监测分站、无线编码发射器等组成。
工作原理为无线编码发射器发出具有代表身份特征的射频信号,经数据监测分站接收、处理后,再通过总线将处理后的数据发送到地面中心站。
矿井视频监视系统采用以嵌入式视频服务器设备为核心的工业电视监控的传输网络平台和一套分布式结构的视频软件系统平台,并在以太网络平台和软件平台之上实现杨营矿井生产视频监控、录像的功能。
系统在主、副井井口,选煤厂以及井下各主要运输要道等处安装摄像机,地面中心控制站设控制器及显示器,实时显示各监测点的工业电视图像。
在矿井配置的有关计算机终端,可以定点、循环、选择地观看全部工业电视图像。
矿井通信系统包括行政管理通信、生产调度通信、电力调度通信、移动通信及消防与救护应急通讯、无线通信等。
8、消防洒水系统
矿区供水系统建成后,由供水管路将水引至地面600m3的生活消防水池,由生活及消防水泵保证生活及消防水量、水压。
地面生产系统设计设有消防洒水管路和洒水装置,地面埋设有消防洒水管路,每隔50m设有三通,地面设有阀门,以备地面消防用水时接入管路使用。
矿井设300m3消防生活水池两个。
其中一个用于保证地面及井下消防用水。
在水池处设消防加压泵站(水泵两台XBD4/30—125G/ZQ=72-126m3/hH=0.42—0.37MPaN=22KW),供水输水管采用PVC管DN100直埋,埋深1.3m保证矿井消防时的水压及水量。
1.第一节有关自然地质条件
1.一、瓦斯
2015年8月11日,根据自治区煤炭工业管理局发布的新煤行管发[2015]204号文,兴陶大北煤矿瓦斯等级鉴定情况,矿井绝对瓦斯涌出量为1.43m3/min,矿井相对瓦斯涌出量为0.96m3/t,采面最大绝对瓦斯涌出量为1.07m3/min,掘进面最大绝对瓦斯涌出量0.17m3/min,瓦斯鉴定等级为瓦斯矿井。
2.二、煤尘
2000年对生产矿井+980m水平煤层工业分析,煤层固定碳为66.62%。
爆炸性指数30.22%,属有爆炸危险矿井;据新疆维吾尔自治区煤矿矿用安全产品检验中心出具的编号为201203007号检测报告,本矿井现采煤层有爆炸性。
3.三、煤的自燃
煤堆放地表发火期约2~4个月,属自燃着火煤。
据新新维吾尔自治区煤矿矿用安全产品检验中心出具的编号为201203007号检测报告,该矿井现采煤层自燃倾向性为II类。
4.四、地温
依据头屯河详查区简易测温资料,钻孔最深测温点达690m,测点最高温度27℃。
地温梯度变化1.1~2.5℃/百米,属正常恒温带。
另据对二号生产矿进行调查资料,最大开采深度190余米,地温12℃~13℃属正常。
2.第二节通风
1.一、矿井通风方式
矿井通风系统为中央并列抽出通风方式,由主立井、副立井进风,回风立井回风。
2.二、通风系统
工作面(矿井通风容易时期):
新鲜风流由地面经主、副立井→+750m辅助运输石门→东750两段措施巷237+200m→E(9-15)103工作面运输顺槽650m→工作面113m;污风流由工作面→工作面回风巷1000m→回风联络巷→回风上山264m→+860m回风大巷→+860m总回风石门→+860m总回风巷→立风井→风硐→经主要扇风机抽至地面。
工作面(矿井通风困难时期):
新鲜风流由地面经主、副立井→+750m辅助运输石门→轨道上山井底车场→轨道暗斜井238m→203工作面运输顺槽650m→203工作面112m;污风流由工作面→203工作面回风顺槽691m→回风联络巷30m→回风暗井307m→联络巷85m→回风上山265m→+860回风大巷28m→+860总回风石门32m→+860总回风巷12m→立风井→风硐→经主要扇风机抽至地面。
矿井通风容易时期通风系统见图1,矿井通风困难时期通风系统见图2
3.三、矿井风量和负压计算
(一)矿井需要风量计算
根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2016年颁发的《煤矿安全规程》第一百零三条和《煤矿通风能力核定标准》(AQ1056-2008)规定,矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算,包括按规定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。
生产矿井需要风量按各采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算:
Qra≥(ΣQcf+ΣQhf+ΣQur+ΣQsc+ΣQrl)·kaq
式中:
Qra—矿井需要风量,m3/min;
Qcf—采煤工作面实际需要风量,m3/min;
Qhf—掘进工作面实际需要风量,m3/min;
Qur—硐室实际需要风量,m3/min;
Qsc—备用工作面实际需要风量,m3/min;
Qrl—其他用风巷道实际需要风量,m3/min;
kaq—矿井通风需风系数(kaq取1.15~1.25)。
1、采煤工作面需要风量
1、风量计算
(1)按瓦斯涌出量计算
Qcf=100·qcg·Kcg
式中:
qcg—采煤工作面回风巷风流中绝对瓦斯涌出量,1.07m3/min,按照2015年度瓦斯等级鉴定(已评审通过)实测的工作面瓦斯绝对涌出量计算。
kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值;取1.5;
100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
Qcf=100×qcg×kcg=100×1.07×1.5m3/min=160m3/min
(2)按照二氧化碳涌出量计算
Qcf=67·qcc·kcc)
=67×0.65×1.5
=65.32m3/min
式中:
Qcf—采煤工作面实际需要的风量,m3/min;
qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,0.65m3/min;
kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取1.5;
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
(3)按气象条件计算
Qcf=60×70%×vcf×Scf·kch·kcl
式中:
Qcf—采煤工作面实际需要的风量,m3/min;
vcf—采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度从表1-1-1中选取,m/s,该矿井下温度范围8-18摄氏度,根据表选取值1.0;
Scf—采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,(平均控顶距×采高=15.88)m2;
kch—采煤工作面采高调整系数,具体取值见表1-1-2;放顶煤工艺根据表选取1.2;
kcl—采煤工作面长度调整系数,具体取值见表1-1-3;工作面长度113m,根据表选取1.0;
70%—有效通风断面系数;
60—为单位换算产生的系数。
Qcf=60×70%×vcf×Scf·kch·kcl)
=60×70%×1.0×15.88×1.2×1.0
=800.35m3/min=13.33m3/s
采煤工作面进风流气温与对应网速表1-1-1
采煤工作面进风流气温℃
采煤工作面风速m/s
<20
1.0
20~23
1.0~1.5
23~26
1.5~1.8
采煤工作面采高调整系数表1-1-2
采高m
<2.0
2.0~2.5
>2.5及放顶煤面
系数kch
1.0
1.1
1.2
采煤工作面长度调整系数表1-1-3
采煤工作面长度m
长度风量调整系数kcl
<120
1.0
120~150
1.1
150~180
1.2
>180
1.30~1.40
(4)按工作面同时工作最多人数计算
Qcf=4×N=4×40=160m3/min;
式中Qcf——采煤工作面实际需要的风量,m3/min;
N——采煤工作面同时工作的最多人数,40人。
4——每人需风量,m3/min。
通过以上计算按工作面气候条件计算的需要风量最大,即800.35m3/min。
2、按风速进行验算
①验算最小风量:
Qcf≥60×0.25×S采=60×0.25×11.64=174.6m3/min
S采=L采×H采×70%=11.64㎡。
式中:
S采—采煤工作面最大控顶距面积,㎡。
L采—采煤工作面最大控顶距,m,取6.65m。
H采—采煤工作面实际采高,m,取2.5m。
70%--有效通风断面系数。
0.25—采煤工作面允许的最小风速,m/s。
②验算最大风量:
Q采≤60×4.0×S采=60×4.0×10.59=2541.6m3/min
S采=L采×H采×70%=10.59㎡。
式中:
S采—采煤工作面最小控顶距面积,㎡。
L采—采煤工作面最小控顶距,m,取6.05m。
H采—采煤工作面实际采高,m,取2.5m。
4.0—采煤工作面允许的最大风速,m/s。
经验算,174.6m3/min<800.35m3/min<2541.6m3/min,符合风量计算标准规定,因此,确定103工作面实际需要风量为800.35m3/min。
3、通风路线
新风路线:
副井→井底车场→+750措施巷→103运输顺槽→103工作面。
乏风路线:
103工作面→103回风顺槽→总回风上山→+860m总回风石门→+860m总回风巷→风井→地面。
(1)掘进工作面实际需要风量的计算
①按照达产时瓦斯涌出量计算
Qhf=100·qhg·khg
式中:
qhg—达产时掘进面绝对瓦斯涌出量,m3/min;综掘工作面取0.51m3/min,炮掘工作面取0.17m3/min;
khg—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.6;
100—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
综掘工作面:
Qhf=100×0.51×1.6=81.6m3/min=1.36m3/s
②按照二氧化碳涌出量计算
Qhf=67·qhc·khc
式中:
Qhc—掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,根据目前矿井生产情况,综掘工作面取1.25m3/min,炮掘工作面取0.13m3/min;
Kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;取1.6;
67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
综掘工作面:
Qcf=67·qcc·kcc=67×1.25×1.6m3/min=134m3/min=2.23m3/s
③按局部通风机实际吸风量计算
无瓦斯涌出的岩巷:
Qhf=Qaf·I+60×0.15Shd
有瓦斯涌出的半煤岩巷和煤巷:
Qhf=Qaf·I+60×0.25Shd
式中:
Qaf—局部通风机实际吸风量,m3/min;局部通风机选型根据工作面的需要风量,考虑局扇通风距离、风筒直径、管理等因素。
掘进工作面选用的局部通风机为,功率2×22KW型号为FBDNO6.3,风量300~480m3/min,吸风量综掘取5m3/s。
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,因为我矿为低瓦斯矿井,每个掘进工作面可配一台局部通风机,但地面必须有同型号备用局部通风机,必须使用“三专两闭锁”装置;
0.15—无瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速;
0.25—有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷允许的最低风速;
Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,综掘工作面取10m2,
综掘工作面:
Qhf=5×1+0.25×10=7.5m3/s
共配备2个综掘工作面,备用一个掘进工作面的风量。
共需风量:
∑Q掘=7.5×3=22.5m3/s
④按工作人员数量验算
Qhf≥4Nhf
式中:
Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,取13人。
Qhf≥4×13=52m3/min,取1.0m3/s
⑤按风速验算
验算最小风量:
无瓦斯涌出的煤巷:
Qaf≥60×0.25Shf
有瓦斯涌出的半煤岩巷和煤巷:
Qaf≥60×0.25Shf
式中:
Shf—掘进工作面巷道的净断面积,取最大掘进断面验算,取12m2.。
综掘工作面:
Qaf≥60×0.25×12=180m3/min=3m3/s
验算最大风量:
Qaf≤60×4.0Shf
式中:
Shf—掘进工作面巷道的净断面积,取最小掘进断面验算,取11.5m2。
综掘工作面:
Qaf≤60×4×11.5=2760m3/min=46m3/s
风速符合要求。
经计算,掘进面配风量按局部通风机吸风量计算最大,经风量验算符合要求。
即每个综掘工作面需风量为7.5m3/s,三个综掘面总需风量为22.5m3/s。
3、硐室实际需要风量
井下硐室除以下硐室采用独立通风外,其余均采用新风并联或扩散通风。
1一水平轨道上山绞车硐室:
2m3/s;
2一水平轨道上山煤仓:
2m3/s;
3一水平变电所:
2m3/s;(虚拟独立风量)
4二水平变电所:
2m3/s;
∑Q硐=2+2+2+2=8m3/s
4、其它地点供风量
其它风量取5.0m3/s。
综合上述计算,全矿井需风量为:
Q矿=(13.33+22.5+8+5)×1.15=56.15m3/s,取56.2m3/s.
经计算全矿井风量为:
Q矿=56.2m3/s(3372m3/min)。
(二)矿井通风负压采用下列公式进行计算:
h=α·L·p·Q2/s3Pa
式中:
α-通风阻力系数;
p-巷道净周长,m;
L-巷道长度,m;
S-巷道净断面,m2;
Q-通过巷道的风量,m3/s。
经过计算,矿井通风容易时期通风负压为260Pa。
矿井通风困难时期通风负压为290Pa,矿井通风负压计算见表1、2.
4.四、矿井通风等积孔计算
矿井等积孔采用下式计算:
A=1.19Q/√h
A容易=1.19Q/√h容易=1.19*56.2/√328.5=65.45/18.12=3.61m2
A困难=1.19Q/√h困难==1.19*55/√260=65.45/17.03=3.84m2(等待修正)
式中:
A-矿井等积孔,m2;
Q-矿井风量,m3/s;
h-矿井通风负压,Pa。
经过计算初期矿井等积孔为4.06m2,困难时等积孔为3.84m2,皆大于2m2,为通风容易矿井。
5.五、通风设施及防止漏风和降低风阻的措施
矿井主要通风设施有风门,调节风门等,为减少漏风,应正确选择通风构筑物的安设位置,保证安设质量,降低漏风巷道两端的压差,加强对漏风的检查和管理,设专人负责通风构筑物的检查及维修工作,由于矿井原来采用运输暗斜井回风,为不合理通风,不符合设计要求,运输暗斜井改用作进风巷。
主要采取如下措施:
1、在原集运上山顶部回风平巷砌一个密闭;封闭西翼回风巷两端,砌三
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