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第十节安全监测监控系统…………………………………………52

第十一节地面生产系统………………………………………………53

第三章试运转时的安全技术保障措施………………………………55

第一节提升系统试运转时的安全技术措施………………………55

第二节运输系统试运转时的安全技术措施………………………57

第三节通风系统试运转时的安全技术措施……………………60

第四节供配电系统试运转时的安全技术措施……………………66

第五节排水系统试运转时的安全技术措施………………………68

第六节防尘、消防系统试运转时的安全技术措施…………………69

第七节采掘系统试运转时的安全技术措施………………………69

第八节安全监测监控系统试运转时的安全技术措施……………71

第九节压风系统试运转时的安全技术措施………………………72

第十节试运转时防治水措施………………………………………73

第8章联合试运转结论……………………………………………87

第一章矿井建设项目基本概况

第一节矿区概况

1、矿井概况

矿井位于xxxx市城区西南约3km处西上庄吴家沟村西。

根据晋煤重组办发【2009】20号文件《关于xxxx市城区、陵川县煤矿企业兼并重组整合方案的批复》,xxxx集团xxxx煤业有限公司为单独保留矿井,该矿井资源包括原山西xxxxxxxx煤业有限公司、周边已关闭矿井及部分弃采空白资源整合而成,行政区划属xxxx市城区西上庄管辖。

根据山西省国土资源厅2012年9月13日为矿井换发了采矿许可证,证号为C140000************4144,整合后矿区面积2.7544km2,批准开采3-15号煤层,生产规模为45万t/a,设计开采煤层为15号煤层。

矿井设计单位为xxxx煤炭规划设计院;

勘察单位为xxxx基础工程有限公司、山西地质工程勘察院;

监理单位为山西煤炭建设监理有限公司;

矿建、土建、安装工程主要施工单位为xxxx宏圣建筑工程有限公司;

并全部通过完善的招投标程序承揽我矿项目工程。

批准开工日期:

2010年6月,实际开工日期:

2010年12月,由xxxx矿区工程质量监督站监督。

矿井设计开采煤层情况概述:

1)资源情况:

井田内原城区西上庄梨园联办煤矿和西上庄庞疙瘩联办煤矿因3号、9号煤层资源枯竭于2007年被关闭,山西xxxxxxxx煤业有限公司也因3号、9号煤层资源枯竭于2007年延伸开采15号煤层,除去上述的三个矿井,其余新增区域内3号、9号煤层也多为小窑破坏区和古空区。

矿井设计开采15号煤层,按xxxx煤业初步设计中矿井储量测算结果,15号煤层资源储量为1138wt,设计可采储量662.5wt。

2)煤层及顶底板情况:

15号煤层厚1.70~1.92m,平均厚1.81m,煤层结构简单,一般含0~1层泥岩矸石;

煤层顶板为K2灰岩,厚7.40~13.3m,平均10.22m。

3)水文地质、瓦斯、煤尘情况

a、水文情况:

结合井田水文地质条件分析,兼并重组后矿井涌水量预测177-273m³

/d(地质报告中参数)。

委托山西地宝能源有限公司编制了《矿井水文地质类型划分报告》,确定矿井水文地质条件为中等类型。

为查明矿井采空区分布及水文情况,委托北京华地四维勘测技术有限公司对矿区3#、9#、15#进行了瞬变电磁勘探工程,达到地面物探全覆盖。

b、瓦斯情况根据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发【2014】349号《关于xxxx集团xxxx煤业有限公司矿井联合试运转期间瓦斯等级鉴定结果的批复》瓦斯等级鉴定结果;

矿井绝对瓦斯涌出量为1.29m3/min,相对瓦斯涌出量为1.64m3/t,采煤工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.70m3/min,掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.24m3/min,鉴定为瓦斯矿井。

c、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性情况:

据山西省煤炭工业局综合测试中心2013年7月10日对井下15号煤层原煤样煤尘爆炸性分析,鉴定结论为15号煤层煤尘无爆炸性;

自燃倾向性等级为Ⅲ,为不易自燃煤层。

第二节、项目审批情况

1、xxxx集团xxxx煤业有限公司45万吨/年兼并重组基建项目是2009年8月27日经山西省煤炭企业兼并重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发【2009】20号文《关于xxxx市城区煤矿企业兼并重组整合方案(部分)的批复》批准的单独保留矿井。

2、2010年1月5日取得了晋市煤局规字〔2010〕9号《关于xxxx集团xxxx煤业有限公司兼并重组整合初步设计的批复》;

2012年12月7日晋煤办基发〔2012〕1605号《关于xxxx集团xxxx煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计变更的批复》

3、2010年3月9日取得了晋市煤局规字〔2010〕129号《关于xxxx集团xxxx煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复》。

4、2010年2月5日取得了晋煤监局字〔2010〕18号关于《关于xxxx集团xxxx煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计安全专篇的批复》;

2013年6月4日取得了晋煤监局字〔2013〕68号关于《关于xxxx集团xxxx煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇变更的批复》

5、2011年12月28日取得了晋环函〔2011〕2898号关于《xxxx集团xxxx煤业有限公司450kt/a兼并重组整合项目变更环境影响报告》的批复。

6、2010年6月2日取得了晋煤办基发〔2010〕451号《关于xxxx煤业集团晋圣公司xxxx煤业有限公司兼并重组整合矿井开工建设的批复》;

2011年10月21日取得了晋煤办基发〔2011〕40号《关于xxxx集团xxxx煤业有限公司兼并重组整合矿井项目延长建设工期的批复》;

2012年12月18日取得了晋煤基局发〔2012〕186号《关于xxxx集团xxxx煤业有限公司45万吨/年兼并重组整合矿井项目变更建设工期的批复》。

7、2013年5月23日取得了北石店消防大队关于xxxx集团xxxx煤业有限公司《消防专篇》设计的消防审核意见书和筒仓等15项工程竣工验收消防备案凭证。

8、2013年12月17日取得了晋煤办基发(2013)[1765]号《关于晋煤集团xxxx煤业有限公司兼并重组整合矿井联合试运转的批复》。

第三节试运转编制依据和指导思想

一、编制依据

1、国家煤矿安全监察局《关于加强煤矿建设项目安全设施设计审查与竣工验收工作的通知》、《煤矿安全监察条例》、《煤矿安全规程》等法律法规。

2、《xxxx集团xxxx煤业有限公司兼并重组整合初步设计》;

3、《xxxx集团xxxx煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计变更》

4、《xxxx集团xxxx煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇变更》。

二、指导思想

根据晋煤集团晋圣公司的部署,我矿于2013年12月17日,组织全矿生产、调度、机电运输、安全、通风等部室及区队负责人召开专题会议,讨论研究并制定《联合试运转方案及安全措施》。

矿井联合试运转期间灾害事故应急预案、各工种岗位责任制、操作规程及各类管理制度也随之编制完成。

安全生产管理方面也同样具备了联合试运转(含试生产)的条件。

第四节建设概况

1、开拓系统

矿井开拓方式全部采用立井开拓,主立井井筒直径4.8m,垂深186m,装备2JK-3×

1.5型双滚筒提升机,电机功率355kW,最大提升速度3.82m/s,配用一对3.0t箕斗,钢丝绳罐道,担负矿井的原煤提升任务,作为进风井,设有梯子间,兼作为矿井的一个安全出口。

副立井直径4.5m,垂深186m,装备JK-3×

2.2E型提升机,电机功率450kW,最大提升速度2.42m/s,担负矿井人员、材料、设备、矸石和大件等辅助提升任务。

提升容器选用GLS1/6/1/1型罐笼,配用防坠器型号BF311,自重3200kg,最大载重8000kg,单侧进出车,罐道型式为钢丝绳罐道。

回风立井,落底于15号煤层底板,作为全矿井的回风井,装有梯子间,作为矿井的另一个安全出口,井筒净直径4.0m,净断面12.56m2,垂深184.8m。

支护方式:

大巷布置:

沿15号煤层顶板布置两条大巷(一条进风运输、辅运,一条回风、行人),大巷均采用矩形布置,帮部采用锚网喷支护,顶板采用锚索、锚杆、钢带支护。

采区巷道:

在运输大巷南端向东布置两条采区进回风巷道,再向南延伸一采区南北巷道。

采区巷道均采用矩形布置,帮部采用锚网喷支护,顶板采用锚索、锚杆、钢带支护。

因此根据大巷的布置形式,全井田划分为三个采区,目前在矿井一采区建设施工,矿井为中央并列式通风系统,由主立井和副立井进风,回风立井回风,开拓系统符合设计要求,运行正常。

2、矿井通风系统及通风机

2.1、通风系统:

矿井通风方式为中央并列式,通风方法为机械抽出式,由主立井、副立井作为进风井,回风立井作为回风井。

2.2、通风机:

回风立井口安装有FBCDZ54N017型矿用对旋轴流式通风机2台,一台工作,一台备用。

风机配套电动机为YBFe315L1-6型,电机功率2×

110KW;

电压380V;

风量范围33.9—75.3m³

/s。

负压范围792-2992Pa。

风机性能测定工况满足矿井通风要求。

通风机房内安装有矿用安全监测监控系统,对风机参数实时进行监控。

采煤工作面通风为全负压通风,掘进工作面通风配备型号为FBD№6.0(2×

11KW)的局部通风机。

2.3通风路线:

矿井已形成完整的独立通风系统,目前矿井有一个采煤工作面,两个掘进工作面。

主要通风路线为:

主立井、副立井→一采区运输巷→15101采煤工作面→一采区回风巷→回风大巷→回风立井→地面。

主立井、副立井→一采区运输巷→15102掘进工作面→一采区回风巷→回风大巷→回风立井→地面。

2.4通风设施及构筑物:

为了防止新鲜风流短路,保证工作面有足够的新鲜风量,矿井在一采区进、回风巷设置永久性风门一组,有效控制矿井内部漏风。

在运输巷(进风巷)、总回风巷、一采区进、回风巷建有测风站。

在风井口安装有标准的防爆盖。

设置有行人安全通道。

通道中设置有风门。

2.5反风设施:

利用风机反转反风,反风功能安全可靠,反风量满足要求。

反风时能在10min改变巷道中的风流方向,当风流方向改变后通风机的供给风量不小于正常风量的40%。

2.6以上矿井通风系统完全能够满足矿井的通风要求。

3、瓦斯防治

根据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发【2014】874号关于对xxxx集团xxxx煤业有限公司矿井联合试运转期间瓦斯等级鉴定结果的批复:

xxxx集团xxxx煤业有限公司鉴定为瓦斯矿井。

在开采15号煤层时,最大绝对瓦斯涌出量为1.29m3/min,矿井最大相对瓦斯涌出量为1.64m3/t,按瓦斯等级分类方法为瓦斯矿井。

自燃倾向等级为

级,属不易自燃煤层,没有煤与瓦斯突出危险。

根据瓦斯等级鉴定,该井田和周边矿井瓦斯涌出量较小,为瓦斯矿井。

采用风排瓦斯降低矿井瓦斯浓度。

矿井装备KJ90NA型安全监控系统,在掘进工作面、回采工作面等地点按规定设置瓦斯监控传感器,并建立了瓦斯、二氧化碳和其它有害气体检查制度,所有安管人员和井下电钳工等特殊工种人员下井,均携带便携式甲烷检测仪,瓦检工使用光学甲烷检测仪。

矿井瓦斯治理机构齐全、责任明确、制度完善、监控有效,矿井虽然属瓦斯矿井,但严格按高瓦斯矿井管理,防止了瓦斯事故的发生。

4、综合防尘系统

矿井消防、防尘洒水采用合流制系统,水源来自于处理后的井下涌水,通过井口附近300m3的高位静压水池和200m3备用水池供给。

从主立井至巷道采用DN110、DN70、DN50钢丝骨架聚乙烯复合管,将高位水池静压水引至各主要巷道及采掘工作面用水地点,运输巷每隔50米、回风巷每隔100米设置三通和阀门,为清洗巷道用水。

在井下采掘工作面、煤仓、转载点处都设置喷雾防尘装置。

在采煤工作面进、回风顺槽靠近出口30m以内、掘进工作面距迎头50m内、装煤点下风向15一25m处、胶带运输机巷道及刮板输送机顺槽和巷道、采区回风巷及承担运煤的进风巷、回风大巷及承担运煤的进风大巷均设置风流净化水幕。

井下降尘洒水,主要用于掘进工作面湿式打眼、回采工作面煤层注水、爆破喷雾、巷道洒水、采煤机、掘进机喷雾降尘等。

防尘系统运行正常,符合设计要求。

5、采掘系统

矿井首采15101综采工作面,采用综合机械化长壁采煤方法。

15101综采工作面切眼长度120米,顺槽长511m,安装MG160/390-WD型双滚筒采煤机,采用ZZ4000/14/27型液压支架支护顶板,装备SGZ-630/220刮板输送机、SZB-630/75型转载机和DSJ800/2×

40可伸缩带式输送机运煤。

同时在15号煤层配置一个普掘工作面,一个综掘工作面。

矿井采掘比为1:

2,以一井一面两掘达到矿井的设计生产能力。

掘进工作面机械设备有:

EBZ-120掘进机、SGB620/40T型刮板输送机、SSJ-800型胶带输送机、FBD№6.0/2×

11型局扇、ZYW-1200型探水钻机、MQT-85C2型锚杆机、JD-1.6型调度绞车等。

井下采掘生产系统符合设计要求,具备安全生产条件,满足安全生产需要。

6、防灭火系统

根据检验报告矿井15号煤层为不易自燃煤层,故设计不采取灌浆防灭火、氮气防灭火、阻化剂防灭火、凝胶防灭火等防灭火方法,在井底机电硐室、消防材料库及其他硐室、各转载处、机电设备群、油脂硐室放置砂箱、防火锹、消防斧及各类灭火器。

经运行各防灭火系统运行正常,可以正常使用。

7、排水系统

主立井井底北部布置有主水泵房,担负排出全矿井生产期间涌水的任务。

主水泵房设计安装三台80D-30×

7型水泵,其中一台工作,一台备用,一台检修。

额定流量为46m3/h,扬程为210m,电机型号YB2-215M-2,电压等级660V,功率45kW,为了满足在首采工作面放水期间的排水能力,现主水泵房安装三台MD85-45×

5型水泵,其中一台工作,一台备用,一台检修。

额定流量为85m3/h,扬程为225m,电机型号YB2-280M-2,电压等级660V,功率90kW,排水管为Φ110×

8.5矿用钢丝网骨架聚乙烯复合管,吸水管为Φ140×

8.5矿用钢丝网骨架聚乙烯复合管。

排水管路沿主立井井筒敷设,直接排入地面矿井水处理站内进行处理。

排水管沿主立井敷设2趟至地面水处理站。

8、供电系统

现采用双回路架空线路供电,一回电源引自矿井工业场地北偏东方向西上庄110kV变电站10kV母线线,导线型号:

JKLJYG-240,供电距离2.9km;

另一回电源引自矿井工业场地正南方向南村110kV变电站10kV母线线路,导线型号:

JKLJYG-240,供电距离6.3km。

地面建设10KV变电所,地面变电所主变压器选择S11-630/1010/0.4kV型油浸式变压器两台,一回路运行一回路带电备用。

低压电缆选用YJV-1000型全塑内钢带铠装电力电缆。

井下供配电,从地面工业场地10kV变电站10kV不同母线段引两回电源直接向井下供电,电缆经主立井沿井筒壁固定敷设下井至井下中央变电所。

根据负荷统计情况,经计算确定:

两回下井电缆选用2趟MYJV42-8.7/10KV3×

50型煤矿用交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆。

当任一回电源电缆停止运行时,另一回仍能满足井下全部负荷供电。

井下中央变电所10kV采用单母线分段接线方式,中央变电所两回10kV电源引自工业场地10kV变电站10kV不同母线段。

下井两回电缆一回工作,一回带电备用;

一回电缆故障时,另一回电缆能担负井下全部负荷。

中央变电所设两台KBSG-400/1010/0.69KV型干式变压器。

采区变电所两回路10kV电源引自井下中央变电所不同母线段,正常情况两回电缆一回工作,一回带电备用;

设一台KBSG-1000/1010/0.69KV型干式变压器;

设两台KBSG-100/1010/0.69KV型干式变压器风别在采区变电所10kV不同母线段,采用“三专两闭锁”向局部通风机供电。

15101回采工作面设KBSGZY-800/1010/1.14型移动变电站一台。

各电器设备均设有漏电、过流、短路、欠压、缺相保护装置。

掘进实现“三专两闭锁”,电气设备实现上架、挂牌管理,电缆吊挂符合规定要求。

9、提升、运输系统

9.1、副井提升系统:

副立井担负矿井提升物料、设备和人员升降任务。

井架高度18m,提升高度H0=184.5m,装设JK-3×

2.2E型提升机,配用电机功率450kW。

电机转速:

485r/min、电机功率:

450kW,电压6kV,提升容器选用GLS1/6/1/1型非标罐笼,配用防坠器型号BF311,最大自重3200kg,最大载重8000kg,每次提人12人,单侧进出车,罐道型式为钢丝绳罐道,材料车选用MC1-6A型1t材料车,自重494kg,名义载重1t,轨距600mm。

设备最大重量6000kg(支架拆分下放),下大件时选用MP16-6型16t平板车,轨距600mm,自重811kg。

提升机房两回10kV电源引自矿井工业场地变电所10kV母线不同母线段,一回工作,一回备用。

提升机的控制设备选用ZTSD-BP型变频调速电控。

辅助提升信号选用KXT26型矿井提升信号系统。

可对快上、快下、慢上、慢下加以区别,并记忆提升次数。

提升信号与井口摇台、提升机控制系统实现闭锁。

9.2、主井提升系统:

主井筒垂深186m,井架高22m,卸煤高8m,装载高6m,提升高度200m,担负矿井原煤提升任务,主立井罐道形式为钢丝绳罐道,年提升煤量:

450kt/a。

装设2JK-3×

1.5型双滚筒提升机,配用电机型号:

YR500-10;

电机功率:

355kW,电压6kV;

装备双箕斗,箕斗自重3000kg,载重3000kg。

井下装载系统为K2给煤机配用3.0t定重容器装载。

9.3、井下运煤系统:

井下运煤系统均采用DTL80型带式输送机,运输能力350t/h,带宽800㎜,带速2.0m/s,安全保护可实现跑偏、温度、烟雾报警、速度、煤位、堆煤、断带等多项保护功能。

15101工作面运煤系统流程:

15101回采工作面(刮板输送机)→15101运输顺槽(带式输送机机)→一采区运输巷(带式输送机)→运输大巷(带式输送机)→集中运输巷(带式输送机)→上仓斜巷(带式输送机)→井底煤仓(K-2型给煤机)→主立井(箕斗)→地面筒仓。

9.4、井下辅助运输系统:

采用JD-1.6型配合无极绳连续牵引车运输,轨道选用30kg/m轨型,轨距600mm。

无极绳绞车型号SQ-80,滚筒直径1200mm,钢丝绳直径20mm,电动机型号YB2-280M-6,电动机功率55kW,最大牵引力80kN,运输距离1180m。

井下辅助运输流程:

地面材料、设备装车→副立井(单钩罐笼)→井底车场(调度绞车)→运输大巷→运输大巷→一采区运输巷(无极绳连续牵引车)→15101工作面进风顺槽(调度绞车)→回采工作面。

9.5、地面辅助运输系统:

矿井原煤经主立井3t箕斗提升出井后,卸载至原煤缓冲仓,再由转载带式输送机将原煤运至地面筒仓存放。

生产工艺流程如下(原煤不进行筛选):

原煤出井后,转载至原煤缓冲仓,再经仓下给煤机给煤至上仓带式输送机,经上仓带式输送机运至原煤筒仓。

副井提升系统、主井提升系统、井下运煤系统、井下辅助运输系统、地面辅助运输系统目前全部运行可靠,满足联合试运转条件。

10、安全避险“六大系统”

10.1、紧急避险系统

矿井井下设3个避难硐室,即1个永久避难硐室和2个临时避难硐室,用以组成井下紧急避险设施。

永久避难硐室设在运输大巷和回风大巷之间距离副立井井底东南约70m,共容纳80人。

临时避难硐室1设在一采区东西段与一采区南北段交界处往南约100m,共容纳30人,临时避难硐室2设在一采区东西段与一采区南北段交界处往南约130m,共容纳30人。

紧急避险设施具有安全防护、氧气供给保障、有害气体去除、环境监测、通讯、照明、人员生存保障等基本功能。

永久避难硐室室内“五条线”由井下接入,硐室内配置可满足在无任何外界支持的情况下维持额定避险人员生存96小时以上。

紧急避险系统目前运行可靠,满足联合试运转条件。

10.2、人员定位系统

矿井采用型号为KJ251A型煤矿专用井下人员管理(定位)系统。

该系统取得煤矿矿用安全标志(MFD080052),对井下作业人员分布情况进行动态跟踪。

井下人员定位系统由地面中心站、传输系统、井下定位分站、识别卡等组成,地面中心站设在安全监控中心控制室内,监控主机为2台(一用一备),1台声光报警器、1台数据传输接口,安装有线路防雷击保护装置等。

该系统配备KJ251-F8型分站2台,配置KJF210B型矿用读卡器10台(设置在副立井井底、井下巷道分支处、井下重点区域出入口、限制区域及井下紧急避险设施入口和出口),配置KJF1160型矿用识别卡300个,实现了对入井总人数,重点区域、限制区域、紧急避险设施入口和出口的人员定位及实时查询井下作业人员的分布情况和活动轨迹的相关功能。

人员定位系统目前运行可靠,满足联合试运转条件。

10.3、供水施救系统

供水施救管路利用井下消防洒水管路,在地面设置可切换至生活水源。

矿井地面设有静压消防洒水供水水池2个,容积分别为300m3和200m3,管路由主立井引一趟管径为DN110入井下,在井底和井底车场连接处、机电硐室等附近,均设置消火栓,井底煤仓、各转载点设置了自动洒水装置。

井下运输大巷、回风大巷敷设DN75管路(管道沿巷道顶板吊挂)采掘工作面支管敷设DN50管路(管道沿巷道侧壁敷设)。

在所有采掘工作面和其他人员较集中的地点设置供水阀门,并引入永久避难硐室和临时避难硐室,井下所有采掘地点均按标准设置有供水施救装置,保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。

供水施救系统目前运行可靠,满足联合试运转条件。

10.4、压风自救系统

矿井压风系统选用2台DLG-132型螺杆风冷式空气压缩机。

单台额定排气量23.2m3/min,额定排气压力0.8MPa。

配用电机功率132kW,电压等级380V。

1台工作,1台完好备用。

压风机房出风口管路为一趟Ф108钢管,经主立井到达井下,负责向井下各地点供风。

矿井采取避灾路线上均已敷设压风管路,并按要求安设了供气阀门及压风自救装置等。

运输大巷每隔50米,回风大巷及回风顺槽每隔100米设置一组三通阀门,压风管路已接入井下避难硐室。

空压机

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