通风安全课程设计Word文档下载推荐.docx
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十矿是根据1957年中南煤田地质局401队提交,经国家储委会审批的《宝叶襄平顶山煤田马棚山高皇庙矿区地质报告》设计的。
1958年由武汉煤炭设计院设计。
1957年1月十矿建设立项,由全国储量委员会批准。
矿井建设期为1958年8月开工兴建,1964年2月移交投产,设计生产能力为120万吨/年。
三、矿井扩建情况
依据煤炭工业部(82)煤生字第630号《关于平顶山十矿扩建初步设计的批复》,其中:
鉴于平十矿储量丰富、构造简单,近几年产量上升幅度较大,为保持进一步提高现有矿井生产能力,同意扩增北区,矿井设计能力由年产120万吨扩建至180万吨,净增60万吨。
1982年矿井改扩建,1986年投产,扩建后矿井生产能力为180万吨。
四、矿井改建情况
由于1982年矿井改扩建时,原设计对深部的己组煤开发问题未很好解决,没有己组煤开发系统。
故1993年,矿井对于己组煤的开发又进行了改建工程,此次矿井改建不增加设计能力,仍维持矿井设计生产能力180万吨/年。
2010年实际核定生产能力:
330万吨/年。
五、矿井储量及水平划分情况
矿井储量:
截止2010年底,矿井剩余工业储量20645.6万吨,可采储量14707.7万吨。
矿井剩余服务年限45年
水平划分情况:
十矿划分三个水平开采,一水平基本结束,二水平为生产水平,现有生产采区四个:
己二采区、北翼东区、北翼中区、己四采区,三水平戊组、己组正在开拓。
六、开拓方式、开采方法
开拓方式:
十矿矿井开拓方式为立井、斜井综合开拓,采取一对竖井,一个主斜井,一个乘人斜井,三个水平上下山开拓全井田。
开采方法:
采用长壁后退式综合机械化采煤法采煤,全部垮落法管理顶板。
第二章三水平己组概况
一、三水平己组范围
十矿三水平己组采区边界深部为李口向斜轴,东部为23勘探线以东500m,西部为26勘探线,南部为己四采区下部边界,采区东西走向长4.5km,南北倾斜宽1.5km,含煤面积7km2。
二、三水平己组采区地质储量
三水平己组采区地质储量详见表1
表1三水平己组采区地质储量表
煤层
A+B(万吨)
工业储量(万吨)
可采储量(万吨)
合计(万吨)
己15.16
1444.7
1083.5
3087.5
己17
1637.9
1666.0
1492.9
己16
464.3
601.4
511.1
己15
809.2
1054.6
843.7
三、煤层赋存状况
三水平己组煤层属二叠系山西组,下距石炭系太原组顶部灰岩8~20m,上距己组顶板砂岩10~20m,与戊组煤间距180m左右。
本煤组包括己14、己15、己16、己17四个煤层,己14不可采,己15、己16、己17为主要可采煤层。
在三水平范围内,己15、己16煤层在25勘探线以东合层,煤厚在3.5m左右,局部可达4.5m,在25勘探线以西,己15煤厚1.86~2.55m,多数为2.0m左右,有东南向西北逐渐变薄,己16煤厚0.95~1.15m,己17煤厚1.8~2.7m,多数2.2m左右,己15与己16夹矸厚度0.3~2.3m,遇水易膨胀,由东向西逐渐增厚,己16与己17夹矸厚度0.3~0.7m,己15直接顶为砂质泥岩含砂质条带,向上有时沉积有条带状砂岩,6m左右夹褐色油质光泽泥岩,8~10m为0.4m左右的己14煤层。
其上为己组顶板砂岩,此顶板砂岩为砂岩群,厚度巨大,岩石层面夹碳质薄膜己白云母,己17底板一般情况下为含白云母砂质泥岩,厚10m左右。
煤层倾角6~15°
。
第三章三水平设计生产能力及开拓方案
一、设计生产能力
根据《煤矿安全规程》,该采区东西翼可以各布置一个采面同时生产,己15.16在25勘探线以东合层,煤厚平均3.5m,按每个工作面每年推进900m计算,一个工作面年产量计算如下:
900×
150×
3.5×
1.31×
0.95=588026.25t
那么两个采面年产量就是:
588026.25×
2=1176052.5t
加上掘进煤,两个工作面生产能力能达到120万吨/年,故三水平己组采区设计生产能力确定为120万吨/年。
二、开拓方案
利用己四采区三条下山向下延深至李口向斜轴,轨道下山穿层布置,倾角11°
,运输机下山、瓦斯专用回风下山布置在煤层顶板砂岩中,在24-11钻孔附近打一回风立井,井筒直径6m,井深700m,落底在己组煤层底板以下,在深部(李口向斜轴附近)打一进风立井,井筒直径6m,井深1100m,落底在己组煤层底板以下。
第四章采区通风和安全
第一节概况
1、瓦斯
根据《河南省煤炭工业和信息化厅关于对中平能化集团所属煤矿2010年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》(豫煤工信[2011]201号),十矿2010年瓦斯鉴定结果:
矿井相对瓦斯涌出量为21.57m3/t,绝对瓦斯涌出量112.09m3/min,同时根据己四采区开采情况,己组煤层中瓦斯含量较高,瓦斯涌出量也较大。
随着开采深度的增加,瓦斯含量还会进一步增加。
十矿在采掘生产过程中,要严格按有关规定对三水平己组采区煤层进行瓦斯等级鉴定,并根据瓦斯等级鉴定结果采取相应的安全防范措施,确保安全生产。
2、煤层自燃及煤尘爆炸性
据己四采区取样鉴定结果:
己组煤自燃发火等级为Ⅱ级,属自燃煤层,自燃发火期为3~6个月。
煤尘具有爆炸危险性,爆炸指数为:
34.9%。
3、地温
地温:
该区地温梯度为:
3.2℃/百米。
第二节采区通风
一、通风系统及通风方式的选择
十矿采用分区式通风系统,抽出式通风方式。
三水平己组采区由三水平进风井进风,己四风井回风。
三水平己组采区通风路线为:
三水平进风井→三水平己组井底车场→三水平己组运输机下山、三水平己组轨道下山→采面及掘进头→采区中车场及回风道→三水平己组瓦斯专回下山→己四采区瓦斯专回下山→己四风井。
二、风井位置、服务范围及服务时间
该采区的己四风井位于十矿北翼工区北侧,服务于己四采区和三水平己组采区,服务时间延续到三水平己组采区结束。
三、掘进通风及硐室通风
掘进工作面采用KDF-6.3型对旋轴流式局部扇风机。
变电所、水泵房、绞车房等硐室独立供风。
四、井下避灾路线
1、避瓦斯、煤尘爆炸、火灾线路
当井下发生瓦斯、煤尘爆炸火灾时,井下人员应逆风流方向逃跑自救,具体避灾线路如下:
回采工作面→工作面运输巷→采区中车场→三水平己组采区轨道下山(或运输机下山)→己四采区轨道下山(或运输机下山)→-320水平大巷→乘人斜井(或主斜井、北翼副井)→地面。
当机电硐室或掘进工作面发生火灾时,应迅速撤入安全的进风巷,并由进风巷沿避灾路线撤至井口。
2、避水灾路线
当发生水灾时,井下人员应从高处向安全出口撤退。
具体避水灾路线如下:
矿井生产中应根据开拓开采情况,针对不同的灾害地点和灾害类型随时调整避灾线路。
五、三水平己组采区风量计算及负压、等积孔的计算
1、综采工作面风量计算
(1)按瓦斯涌出量
Q采=100×
q瓦采K采通=100×
9.8×
1.2=1176m3/min=19.6m3/s
式中:
Q采—采煤工作面的实际需风量,m3/min;
K矿通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数,取1.2;
q瓦采—采煤工作面瓦斯绝对涌出量,取9.8m3/min。
(2)按人数计算
Q采=4×
N=4×
29=116m3/min≈1.93m3/s
N—采面同时工作的最多人数,取29人。
(3)按工作面温度计算
Q采=60×
V采×
S采
V采—采煤工作面风速,根据工作面温度取2.5m/s;
S采—采煤工作面的平均断面积,6m2;
2.5×
6.0=900m3/min=15m3/s
(4)按风速进行验算
60×
4S采≥Q采≥60×
0.25S采
S采—采煤工作面的平均断面积,6m2。
1440≥Q采≥90
综合以上计算,采面风量取1200m3/min。
即20m3/s。
2、掘进工作面风量计算
(1)按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×
q瓦掘·
K掘通=100×
2.05×
1.4=287m3/min=4.78m3/s
q瓦掘—掘进面的瓦斯平均绝对涌出量,取2.05m3/min;
K掘通—掘进面瓦斯涌出不均衡的风量系数,取1.4。
(2)按炸药用量计算
Q掘=25×
A=25×
2.7=67.5m3/min=1.125m3/s
A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,取2.7kg;
(3)按人数计算
Q掘=4×
9=36m3/min≈0.6m3/s
N—掘进面同时工作的最多人数,取9人。
(4)按局部通风机实际吸风量计算
Q掘进=Q扇×
局扇数量+15S=260×
1+15×
6.5=357.5m3/min≈6m3/s
Q扇—局扇实际吸风量,KDF—6.3型局扇吸风量为330~185m3/min,取260m3/min;
S—机巷局扇到机巷回风口之间的巷道断面积。
(5)风速验算
0.25S掘
Sj—掘进巷道的断面积,取13.8m2
3312≥Q采≥207
综合以上计算,煤巷掘进工作面风量取360m3/min,即6m3/s。
3、硐室需风量计算
根据《煤矿安全规程》要求和十矿生产实际配风情况,该采区硐室的实际需风量如下:
(1)绞车房、变电所、水泵房配风:
60m3/min(1.0m3/s)
(2)采区变电所:
90m3/min(1.5m3/s)
(3)电机车修理及充电硐室:
300m3/min(5m3/s)
4、三水平己组采区风量计算
三水平己组采区投产后,己四采区仍有采掘活动,为了有利于三水平己组采区的采面接替,整个己组采区的通风风量应统一考虑,具体如下:
按照采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算:
Q=(∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×
K
Q—采区总风量,m3/s;
∑Q采—采煤工作面所需风量之和,m3/s;
∑Q备—备用工作面所需风量之和,m3/s;
∑Q掘—掘进工作面所需风量之和,m3/s;
∑Q峒—各硐室所需风量之和,m3/s;
∑Q其它—除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和,m3/s;
K—矿井通风系数,取1.25。
设计考虑综采工作面配风15m3/s;
煤巷掘进工作面配风6m3/s;
采区变电所配风1.5m3/s;
绞车房、水泵房、变电所各配风1.0m3/s,电机车修理及充电硐室配风5m3/s。
采区总风量Q=(2×
15+4×
6+2×
1.5+4×
1.0+1×
5)×
1.25=82.5(m3