水城县立胜煤矿联合试运转方案
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水城县立胜煤矿
(设计生产能力15万吨/年)
联合试运转方案
矿长:易建辉
编制:黄永强
审核:刘雪光
时间:二00八年七月二十五日
目录
前言………………………………………………………………
第一章矿井概况 (4)
第一节矿井交通地理位置 (4)
第二节井田面积及煤层赋存情况 (4)
第三节矿井开拓方式及地表小窑开采情况 (11)
第四节水、火、瓦斯、顶板等自然灾害情况 (12)
第二章矿井设计及建设情况概况 (13)
第一节矿井开拓系统设计及建设情况 (13)
第二节矿井采掘生产系统设计及建设情况 (15)
第三节矿井通风系统设计及建设情况 (21)
第四节矿井提升、运输系统设计及建设情况 (24)
第五节矿井给、排水系统设计及建设情况 (28)
第六节矿井防尘、防灭火系统设计及建设情况 (33)
第七节矿井供电系统设计及建设情况 (35)
第八节其它安全设施及建设情况 (38)
第三章煤矿试运转生产期间的安全技术措施 (41)
第一节成立联合试运转工作领导小组 (41)
第二节加强“一通三防”管理,防止瓦斯事故安全技术措施 (42)
第三节防治水的安全技术措施 (63)
第四节供电、运输及其它安全技术措施 (66)
前言
水城县立胜煤矿设计生产能力为15万吨/年的新建矿井,煤矿《可行性研究报告》由贵州省煤炭管理局设计研究所于年月编制完成,并经省煤炭管理局组织专家评审通过,《安全专篇》(修改)由贵州省煤矿设计研究院于二OO八年元月修改完成并经过贵州省安全监察局水城分局审查批准,于年月获得采矿许可证。
经上级主管部门同意,于200 年月开始建设。
第一节矿井运转的系统、范围和期限
第一节矿井交通及地理位置
立胜煤矿位于六盘水市水城县南开乡凹仲村境内,距六盘水市35km,交通较方便。
第二节井田面积及煤层赋存情况
井田面积:矿界由A、B、C、D、E五个拐点坐标圈定,祥见下表,井田走向长0.94km,倾斜宽0.542km,面积0.4728km2。
立胜煤矿拐点坐标表
一、地质构造及煤层特征
(一)地层
矿区内出露的地层有:本区含煤地层为上二迭统龙潭组,下伏峨嵋山玄武岩,上覆下三迭统飞仙关组,中上三迭统嘉陵江石灰岩及第四纪表土层,现将本区地层由老到新分述如下:
1、上二迭统(P2)
(1)峨眉山玄武岩(P21):其顶部为凝灰岩。
平行不整合于下二迭统茅口灰岩之上,广泛出露于矿区。
岩性由深灰~灰黑色,坚硬功夫,具杏仁状结构。
(2)龙潭煤组(P22):厚239.6m~329.9m,平均厚251.12m,其底部与凝灰岩呈平行整合接触。
根据岩性、岩相,可分为上、下两段。
下段(P22-1):岩性由浅灰~深灰色粉砂岩、砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤组成。
中下部夹二层具有对比意义而较稳定的绿灰色胶岭质泥岩及25号煤层中夹高岭石。
本段含煤一般16层,可采8层。
上段(P22-2):由11号煤层底板至顶部泥灰岩,厚83.75~122.64m,平均厚97.2m。
与飞仙关组平行不整合接触。
岩性由浅砂~灰色砂质泥岩、泥岩、泥灰岩及绿灰色粉砂岩、砂岩。
本段含煤11层,其中仅2层可采。
2、三迭系(T)
(1)下三迭统飞仙关组(T1):
总厚380~450m,平均厚410m,底部与龙潭组呈平行不整合接触。
根据岩性颜色分为四段。
第一段(T11):厚50~148m,平均厚76m,岩性由灰绿及紫灰色条带之粉砂岩、砂质泥岩、钙质泥岩。
底部为灰绿色钙质泥岩,具细、微线状水平层理,全区普遍发育,成为与煤系上部分界标志。
第二段(T12):厚142~234m,平均厚201m,岩性紫色砂质岩与绿色细砂岩呈清晰之互层为特征。
第三段(T13):厚59~87m,平均厚77m,岩性为紫红、紫灰、暗灰色之粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩。
具斜层理、交错层理。
本段在地表风化后呈紫红色带状。
下部夹2~3层厚层状石灰岩。
第四段(T14):厚48~57m,平均厚55m,岩性为暗灰色紫灰褐色细砂岩、粉砂岩,中夹薄层状石灰岩、泥灰岩。
缓波层理比较发育。
在地貌上形成陡壁。
(2)中上三迭统嘉陵江灰岩(T2+3):广泛出露于整个矿区的中部,面积相当大,浅灰至表灰色石灰岩,局部见竹叶状蠕虫状或蠕虫状结构,夹砂质泥岩或粉砂岩。
3、第四系(Q)
不整合于其它各老地层之上,为坡积、冲积及腐植表土层。
(二)地质构造
矿区位于土地垭向斜西翼,保华井田北部,6勘探线至50勘探线之间,地层倾角40~50°,一般多在45°左右,东陡西缓,立胜矿井内共发现较大断层四条:F17、F18、F19、F20,发育于各煤层,总的来说,井田内地质构造中等。
F17断层:为一正断层,处于48线与6线之间,走向北东40°,
倾向南东,倾角55°,落差28m,全长1480m。
上盘为飞仙关顶界至22号煤层位,下盘为飞仙关顶界至玄武岩,地层错失及缺失。
该断层位于矿井边界以外,对井田开采影响不大。
F18断层:为一逆断层,处于垭口至洼众一线,走向南北至北西25°,倾向东或北东,倾角50°,落差17~110m,全长980m。
上盘为14号煤至25号煤层位,下盘为11号煤至玄武岩层位,地层重复。
F19断层:为一逆断层,处于49线至48线之间,走向南北至北西250°,倾向东或北东,倾角65°,落差26~104m,全长1180m。
上盘为25号煤层位至玄武岩,下盘为22号煤和23号煤层位,地层重复。
F20断层:为一逆断层,处于49线至51线北东一线,走向北东30°~50°,倾向南东,倾角73°,落差168m,全长3500m。
上盘飞仙关T13分界至煤系下段下部,下盘为飞仙关T13分界至玄武岩,地层错断倒转和缺失。
(三)煤层及煤质
1、煤层
(1)含煤性
区内含煤地层为龙潭煤组,含煤达35层,一般27层,由上而下编为1~27号,其中可采煤层10层,主要可采煤层为9、11、14、253号四层,次要可采煤层为12、13、22、23、251、252号六层,其余煤层仅局部可采或不可采,且对比困难。
(2)主要可采煤层
立胜煤矿井田范围内主要可采煤层为:9、11、13、14、253号煤
层。
9号煤:位于煤系中上部,距飞仙关底界70.1~100.7m,平均81.38m,煤厚0~2.85m,平均1.21m,结构简单,一般为单一煤层,局部有1~2层夹矸,全区发育,层位稳定、可靠。
11号煤:上距9号煤6.3~23.9m,平均为12.63m,煤厚0~5.72m,平均1.95m,结构简单,一般为单一煤层,局部有1~3层夹矸,全区发育,层位稳定、可靠,为本区最主要可采煤层。
13号煤:上距9号煤1.23~11.9m,平均为7.45m,煤层结构较为复杂,并有复杂的分叉现象,一般可分为二层,上分层为131,煤厚0~4.51m,平均为0.83m,下分层为132,煤厚0~4.2m,平均为0.82m,层位不稳定,为局部可采煤层,该煤层在立胜矿井范围内相对稳定。
14号煤:上距132号煤1.32~13.3m,平均为5.34m,煤厚0~7.0m,平均为 2.83m,结构复杂,为复杂煤层,煤层厚度变化大,大部分地区发育,层位稳定。
253号煤:位于煤系下部,上距24号煤为2.05~11.1m,平均4.61m,煤层结构非常复杂,有复杂的分叉和合并,一般可分为三层,由下而上分别为251、252、253,其中上两分层分别在46线、6勘控线以北变为局部可采或不可采,253煤层煤厚0.77~4.44m,平均2.26m,,一般由2~4个小分层组成,全区发育,层位稳定,较上两分层好,为本区主要可采煤层,可采煤层特征详见表1-4-1
表1-4-1可采煤层特征表
2、煤质
各可采煤层属中灰、低高硫、中高发热值的烟煤,本矿井煤的牌号为焦煤,各煤层煤质特征详见表1-4-2
1-4-2主采煤层原煤煤质特征表
注:上表数据为平均值
(四)开采技术条件
1、煤层顶、底板
9号煤层直接顶板为灰~深灰色泥质灰岩,间接顶板为灰色砂质泥岩或粉砂岩;11号顶板为灰~深灰色砂质泥岩,局部为粉砂岩;13号顶板为砂岩或粉砂岩;14号顶板为灰~浅灰色粉砂岩或砂质泥岩,多为钙质胶结,极为松散,易碎;25号煤顶板灰至浅灰色粉砂岩及条带状砂质泥岩。
一般情况下顶板较为稳定,但亦应加强顶板管理和支护;各煤层底板为泥岩、砂质泥岩,吸水性较强,局部地段存在泥化和膨胀现象。
2、瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向
(1)瓦斯:根据《贵州水城煤田红卫矿区保华井田精查报告》,全区各煤层瓦斯含量较高。
据调查,当地老窑开采11号煤曾发生过瓦斯爆炸事故。
煤层瓦斯含量一般在26.02m3/t,二氧化碳相对涌出量为6.72m3/t。
煤的自然瓦斯成分以沼气为主,一般90%左右,按高瓦斯矿井设计。
(2)煤尘:根据鉴定报告,9#、11#煤层均有爆炸性。
故本井田煤尘按有爆炸性考虑。
(3)煤的自燃倾向性:据《鉴定报告》本矿煤层9#、11#属有可能自燃。
3、地温:区内未发现地温异常区,地温正常。
4、水文地质条件
根据《保华井田精查地质报告》,本矿井断层带导水作用不大,直接、间接充水层含水性较弱,地下水主要受大气降水控制。
但本矿井浅部及西南矿界均被阿勒河包围,虽然河水与矿床充水没有直接的联系,但四条较大断层均切割河流河床,当地最低侵蚀基准面为阿勒河,而矿井煤层开采范围均低于该河流,故本矿井水文地质条件按复杂水文地质类型考虑。
矿床充水的主要因素:
(1)大气降水:本区气候潮温多雨,故大气降水的渗透作用是矿井充水的因素之一,经对老窑调查及定期观测,雨季与非雨季的涌水量幅度在6~22倍之间。
(2)塌陷裂隙水的影响:地下开采引起上覆岩层断裂、冒落,地表塌陷,地表水由此渗入井下。
(3)老窑积水:本区老窑开采历史悠久,因此矿井的浅部采掘过程中应注意上部废弃老窑积水的影响,老窑积水是矿井充水的一个极为重要的因素,应予充分的重视。
(4)阿勒河经切割断层渗水:253煤层采动影响,引起围岩变形,因此可能导致阿勒河水经切割断层渗入井下。
5、矿井涌水量
根据精查地质报告,本区水文地质条件简单,煤系地层及其上下地层含水性甚弱。
本矿井范围内没有抽水钻孔资料,据报告中全井田涌水量的计算结果推测本矿井正常涌水量为31.3m3/h,最大涌水量为78.25m3/h.
(五)煤的利用方向
立胜煤矿适合用于配洗精煤、发电及民用。
第三节矿井开拓方式及地表小窑开采情况
一、矿井开拓方式
本矿采用斜井开拓方式,现有井筒数目3个,即主斜井作为运煤、运料、进风,进风副井作为进风、排水、瓦斯抽放、行人用。
西风井为专用回风井,紧急避灾行人。
二、地表小窑开采情况
井田内有几处小煤窑(原老窑)开采,最底开采标高是矿区以北玉祥煤矿(已关)在1580米,本矿回风水平在1560米海拔,老窑积水基本上对矿井不会产生过多影响。
第四节水、火、瓦斯、煤尘、顶板等自然灾害情况
一、瓦斯、煤尘及自燃性
1、瓦斯:根据《贵州水城煤田红卫矿区保华井田精查报告》,全区各煤层瓦斯含量较高。
据调查,当地老窑开采11号煤曾发生过瓦斯爆炸事故。
煤层相对瓦斯涌出量一般在26.02m3/t。
煤的自然瓦斯成分以沼气为主,一般90%左右,按高瓦斯矿井设计。
2、煤尘:根据鉴定报告,本矿9#、11#煤层一般均有爆炸性。
故本井田煤尘按有爆炸性考虑。
3、煤的自燃倾向性:据《鉴定报告》本矿9#、11#煤层属有可能自燃。
二、水文地质条件
根据《保华井田精查地质报告》,本矿井断层带导水作用不大,直接、间接充水层含水性较弱,地下水主要受大气降水控制。
但本矿井浅部及西南矿界均被阿勒河包围,虽然河水与矿床充水没有直接的联系,但四条较大断层均切割河流河床,当地最低侵蚀基准面为阿勒河,而矿井煤层开采范围均低于该河流,故本矿井水文地质条件按复杂水文地质类型考虑。
1、矿床充水的主要因素:
(1)大气降水:本区气候潮温多雨,故大气降水的渗透作用是矿井充水的因素之一,经对老窑调查及定期观测,雨季与非雨季的涌水量幅度在6~22倍之间。
(2)塌陷裂隙水的影响:地下开采引起上覆岩层断裂、冒落,地表塌陷,地表水由此渗入井下。
(3)老窑积水:本区老窑开采历史悠久,因此矿井的浅部采掘过程中应注意上部废弃老窑积水的影响,老窑积水是矿井充水的一个极为重要的因素,应予充分的重视。
(4)阿勒河经切割断层渗水:253煤层采动影响,引起围岩变形,因此可能导致阿勒河水经切割断层渗入井下。
(5)矿井涌水量
根据精查地质报告,本区水文地质条件简单,煤系地层及其上下地层含水性甚弱。
本矿井范围内没有抽水钻孔资料,据报告中全井田涌水量的计算结果推测本矿井正常涌水量为31.3m3/h,最大涌水量为78.25m3/h.
2、矿坑涌水量调查
根据矿山周边关闭矿井(老硐)涌水量的调查,由于当地民窑开采较浅,在整个开采过程中未出现矿坑突水、淹井等现象。
矿坑虽有少量积水,但极为有限,也不影响1560回风水平。
矿井正常涌水量在雨季、旱季有变化,雨季地表水随道矿体裂隙下渗入井下,去年的雨季实测最大涌水在55m3/h。
总体矿井涌水量不大,对矿山建设来说矿床排水不是开采中的主要问题,但应注意随着开采范围增大和充水因素影响,矿井涌水量会增大。
从以上几点可看出,矿区水文地质条件简单,矿床以裂隙充水岩层为主,水文地质类型为“二类一型”。
第二章矿井设计及建设情况概况
第一节矿井开拓系统及建设情况
一、矿井开拓系统设计
该项目由贵州省煤矿设计研究院设计,设计能力为15万吨,采用斜井开拓方式,主斜井、进风副井、专用回风斜井(1601)(标高为1613m、1610m),矿井的采煤方法为:走向长壁后退式柔性掩护支架采煤法,井筒布置如下:
1、主斜井井口标高+1613m,净断面为9.72 m2,长约267m,为岩巷,采用锚喷浆支护方式,井筒倾角25度,布置于14号煤层底板岩石中。
2、进风副井标高为+1610m,净断面为5.2m2,长约220m,倾角30
度,采用锚喷浆支护方式,布置于14号煤层底板岩石中。
3、回风斜井,净断面为5.2m2,长约220m,采用锚喷浆支护方式。
4、1500运输大巷,净断面为5.4m2,长约108m,采用锚网喷支护。
5、1500南、北运输石门,净断面为5.4m2,长约70m、 58m,采用锚网喷支护。
6、11号煤层运输平巷,净断面为4.6m2,长约110m,采用金属棚式支护,沿11号煤层走向布置。
7、1111运输顺槽,净断面为3.6m2,长约240m,采用木棚支护。
8、11号煤层(1111回风平巷),净断面为3.6m2,长约270m,采用木棚支护,沿11号煤层走向布置。
9、1560回风大巷,净断面为5.14m2,长约200m,采用金属骨架锚网水泥喷浆支护。
10、1560南北回风石门,净断面为5.14m2,长约65m、95m,采用锚网喷支护。
11、水仓布置在1500水平,净断面为5.8m2,长约65m。
12、1111切眼,净断面为2×0.9m2,长约2×65m,沿11号煤层倾向布置。
13、为保证采煤工作面正常接替,接替工作面为1112工作面,布置在11号煤层中。
1092抽放运输巷、抽放回风巷掘进至矿井边界,施工切眼为1092工作面,形成11#煤层准掘抽放面,对11#层进行瓦斯抽放。
14、矿井各采面的开采顺序:从上到下的布置方式开采,本设计首采煤层为11号,工作面为1111回采工作面。
15、矿井通风采用机械通风,主斜井采用串车提升,工作面滑槽至刮板运输机运输,采区运输巷采用人工推车运输。
16、1111伪斜上山,净断面为2m2,长约20m,采用金属柔性棚支护。
17、1560水平回风石门,净断面为5.14m2,长约60m,采用金属骨架锚网喷支护,为风井与回风大巷在1560水平联络巷。
18、1500水平回风石门,净断面为5.14m2,长约67m,采用锚网喷支护,为风井与运输大巷在1500水平联络巷。
19、1560车场及平石门,净断面为9.7m2;5.14m2,长约30m,采用金属骨架锚网喷支护,为主井与风井大巷的联络巷。
20、1500井底车场及平石门,净断面为10.6m2+5.4m2,长约58m,采用锚网喷支护,为主井与运输大巷的联络巷。
21、行人上山及联络巷,净断面为3.7m2,长约17m+18m,采用锚网喷支护。
22、采区上山,净断面为2×1.44m2,长约3×78m,采用木棚支护。
23、水仓回风上山,净断面4 m2,长度50m,喷浆支护。
24、1570专用回风巷,净断面3.6m2,长度180m。
,木棚支护。
25、1510副石门,净断面3.6m2,长度70m,木棚支护。
二、矿井开拓系统建设情况
1、主斜井:净断面为9.7m2,全长267m,其中,砼砌碹40m,为半圆拱形断面,采用金属骨架锚网喷浆支护227m,均为半圆拱断面。
开工时间为:2005年6月10日,竣工时间为2006年8月5日。
2、进风副井:净断面为5.2m2,全长221m,采用金属骨架锚网喷浆支护,其中,砼砌碹32m。
开工时间为:2005年6月8日,竣工时间为2006年5月28日。
3、回风斜井,净断面为5.2 m2,全长250m,采用金属骨架锚网喷浆支护。
开工时间为2007年10月3日,竣工时间2008年2月29日。
4、1500运输大巷:净断面为5.4m2,全长110m,采用金属骨架锚网喷浆支护。
开工时间为:2006年7月5日,竣工时间为2006年9月8日。
5、1500南北运输石门:净断面为5.4m2,全长58m,采用金属骨架锚网喷浆支护。
开工时间为:2007年2月1日和2006年9月10日70m,竣工时间为2007年4月30日和2006年10月22日。
6、1111运输平巷:净断面为4.6m2,全长110m,采用金属棚梯形支护。
开工时间为:2007年2月27日,竣工时间为2007年4月28日。
7、1111顺槽:净断面为3.6m2,全长242m,采用木棚梯形支护。
开工时间为:2007年3月15日,竣工时间为2007年5月20日。
8、1111回风平巷:净断面为3.6m2,全长270m,采用木棚梯形支
护。
开工时间为:2007年3月12日,竣工时间为2007年5月25日。
9、1560回风大巷:净断面为5.14m2,全长198m,采用金属骨架锚网喷浆支护。
开工时间为:2006年3月25日,竣工时间为2006年9月19日。
10、1500南、北回风石门:净断面为5.14m2,全长65m;97m,采用金属骨架锚网喷浆支护。
开工时间为:2007年2月1日和2006年9月20日,竣工时间为2007年4月30日和2006年11月30日。
11、1500水仓:净断面为5.8m2,全长65m,采用金属骨架锚网喷浆支护。
开工时间为:2006年7月15日,竣工时间为2006年9月2日。
12、1111开切眼:净断面为3×0.9m2,全长3×64m,采用方形木棚支架支护。
开工时间为:2007年5月23日,竣工时间为2007年6月15日。
13、风井行人通道安全出口、引风道、防爆门,均采用金属骨架锚网喷浆支护,共计长度37m。
开工时间为:2007年10月25日,竣工时间为2008年2月28日。
14、主斜井水沟(200×200mm)、梯步均采用砼浇灌完毕。
15、1111伪斜上山,净断面为2.0m2,全长20m,采用金属柔性支护。
开工时间为:2007年5月18日,竣工时间为2008年2月25日。
16、1560水平回风石门,净断面为5.14m2,全长60m,采用金属骨架锚网喷浆支护。
开工时间为:2006年5月28日,竣工时间为2007
年7月2日。
17、1500水平回风石门,净断面为5.14m2,全长61m,采用金属骨架锚网喷浆支护。
开工时间为:2006年5月20日,竣工时间为2006年6月25日。
18、1560车场及平石门,净断面为9.7m2,全长30m,采用金属骨架锚网喷浆支护。
开工时间为:2006年2月25日,竣工时间为2006年4月1日。
19、1500井底车场及平石门,净断面为10.6m2,全长58m,采用金属骨架锚网喷浆支护。
开工时间为:2006年7月25日,竣工时间为2006年10月5日。
20、行人上山及井底联络巷,净断面为3.7m2,全长25m,采用金属骨架锚网喷浆支护。
开工时间为:2006年5月25日,竣工时间为2006年7月10日。
21、采区上山,净断面为2×1.44m2,全长3×78m,采用金属骨架锚网喷浆支护。
开工时间为:2006年12月20日,竣工时间为2007年2月20日。
22、完成的井巷工程量及工程费用详见附表
井巷工程量及工程费用表
第二节矿井采掘生产系统设计及建设情况
一、矿井采掘生产系统设计
1、运煤系统设计
煤从工作面(1111切眼)→1111顺槽→1111运输巷人工推车运输→1500北运输石门→1500运输大巷→井底车场→主斜井串车提升→地面车场→煤场
2、运料系统设计
1500运输水平工作面:地面→主斜井(串车提升)→井底车场→
运输大巷→运输石门→各煤层掘进面
1560回风水平工作面及回采工作面:地面→主斜井(串车提升)→1560车场→1560回风大巷→1560南、北回风石门→1111回采工作面及1092抽放回风巷
3、1092抽放回风巷掘进通风:主井→1560车场→1560南石门→工作面污风→专用回风巷→1570专用回风石门→回风斜井→主扇抽出地面
4、通风系统设计
采煤工作面:新鲜风流从主斜井→1500运输大巷→1111运输平巷→1111运输顺槽(1111切眼)→1111工作面→1111回风平巷→1500北回风石门→1560回风大巷→回风斜井→引风道→地面
掘进工作面:1092抽放运巷及新鲜风→主斜井→1500运输大巷→1500南运输石门→1092抽放巷→工作面污风1092抽放巷→1510副石门→回风斜井→主扇抽出地面
5、排水系统设计
井下涌水→1500井下水仓(经排水系统→管子道→回风斜井→地面污水处理池
二、矿井采掘生产系统建设
1、运煤系统建设情况
煤从工作面(1111切眼)→1111顺槽→1111运输巷(电机车)→1500北运输石门→1500运输大巷→井底车场→主斜井(串车提升)→地面车场→地面煤场
2、运料系统建设情况
1500运输水平工作面:地面→主斜井(串车提升)→井底车场→运输大巷→运输石门→各煤层掘进面和采煤工作面。
1560回风水平工作面:地面→主斜井(串车提升)→1560车场→1560南北回风石门→1111回采工作面及抽放回风巷掘进面
3、通风系统建设情况
采煤工作面:新鲜风流从主斜井→1500运输大巷→1111运输平巷→1111运输顺槽(1111切眼)→1111工作面→1111回风平巷→1560北回风石门→1560回风大巷→回风斜井→引风道→地面
掘进工作面:1092抽放运巷及新鲜风→主斜井→1500运输大巷→1500南(或1102)运输石门→1092抽放巷→工作面污风1092抽放巷→1510副石门→回风斜井→主扇抽出地面
4、排水系统建设情况
工作面淋水→(1111切眼)1111运输顺槽→1111运输巷→1510北运输石门→1500运输大巷→1500水仓(排水系统)→水泵房管子道→进风副井→地面污水处理池
第三节矿井通风系统设计及建设情况
一、矿井通风系统设计
(一)通风方式和通风系统
矿井的主斜井、总回风斜井均位于井田范围内,一个采煤工作面、两个掘进面正常生产,能满足15万吨的生产能力。
矿井通风方式为中央并列式,通风方法为抽出式,矿井通风系统
采用分区式通风。
风井主要通风机为两台YBK56-Ⅱ-NO13/55型防爆对旋轴流式通风机,一台运转一台备用。
风机由双回路输电线路供电,通风机房及配电室设施和仪表齐全,反风装置齐全。
矿井有一个进风井即主斜井;副井一个回风井即回风斜井;总进风断面9.7m2+5.2 m2,总回风断面5.2m2。
现有巷道完整,无失修井巷,矿井通风阻力小。
矿井新鲜风流经主斜井进风→1500水平运输大巷→1500北运输石门→1111顺槽→回采工作面;回风经1111回风平巷→1500北回风石门→1560回风大巷→回风斜井排出地面。
矿井主要进、回风之间均施工有正反两道风门,安装有闭锁装置和开停传感器。
各掘进工作面均采用独立通风
(二)井筒数目、位置、服务范围及服务年限
矿井有主斜井和回风斜井各一个,井筒及工业广场均布置在49-3钻孔附近,凹仲村雷家寨北东侧,主斜井与回风斜井相距30米,两井筒均为全矿区开采服务,服务年限为15.8年。
(三)矿井需风量、通风阻力
1、矿井风量
(1)按井下同时工作最多人数计算
Q=4NK=4×98×1.25=490m3/min=8.2m3/s
式中:N——井下同时工作的最多人数,人;
K——风量备用系数,取K=1.45
(2)按沼气涌出量计算:
Q= k a×q a /(1/100-C1)1.8×2.18/0.01=392.4m3/min
矿井相对瓦斯涌出量为5-18m3/s,取12m3/s;最大日产量T=1.15×150000/330=522.7t/d,则瓦斯绝对涌出量q绝=12×522.7/(24×60)=4.36m3/min。
回采工作面绝对瓦斯涌出量按占矿井总涌出量的50%计算为 q a=4.36×50%=2.18m3/min。
k a——瓦斯涌出不均衡系数,取1.8
(3)按各需风地点实际需风量计算
矿井总风量Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K=(392.4+800+0+120)×1.2=1574.88m3/min =26.248m3/s
∑Q掘——掘进工作面所需风量之和,矿井布置两个工作面,共配风800m3/min
∑Q硐——各独立通风硐室风量之和(无,可忽略不计)
∑Q其它——其它为水泵房所需风量之和,为120m3/min
根据以上三种方法计算,取最大值,即矿井的总风量为1574.88m3/min。
2、矿井通风阻力
根据设计规范,小型煤矿只计算通风困难时期的通风量阻力,经计算,矿井总阻力h难=978.72Pa
3、负压计算
根据上述备用风量分配及服务范围,计算出矿井困难时期最大负压为99.87mmH2O。
4、主扇风机选型
矿井总风量为1574.88m3/min,选用风机型号YBK56-No12/45型轴流式风机两台,一台工作,一台备用,电机功率为45KW,风量范围
18.5~28.8m3/s。
二、矿井通风系统建设情况
1、设计要求,采用并列抽出式通风,目前我矿完成开拓巷道,新安装两台YBK56-No12/45型防爆轴流式通风机,一台工作,一台备用,电机功率45KW,该主扇风机转速为 n/min,风量为18.5~28.8m3/s,风压为 Pa,风机费用为元。
现使用局扇型号,功率为 KW,风量为 m3/min,为掘进工作面供风。
2、通过井下现场测风,总进风量为 m3/min,总回风量为 m3/min,所选择的主扇合符设计要求,能满足矿井设计要求。
3、新安装的风机,配套设施齐全,已完成引风硐、扩散器、反向风门安装、防爆门安装以及行人道正反向风门安装等主体工程,从试运行效果来看能满足通风安全要求。
4、对现在通风系统进行调整,回风石门安装两组正反向调节风门,运输平巷安装两组正反向调节风门,水泵房安装两组调节风门,行人安全出口安装两组正反向风门,整个通风系统做到合理布置。
第四节矿提升、运输系统设计及建设情况。