永红煤矿矿井通风能力核定报告.docx

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永红煤矿矿井通风能力核定报告.docx

永红煤矿矿井通风能力核定报告

贵州绿宝能源开发有限公司

盘县乐民镇永红煤矿

矿井通风能力核定报告

 

矿长:

总工程师:

审核:

编制:

金俊

编制日期:

二○一八年一月

目录

第一节矿井基本条件概况3

矿井基本情况3

一、矿井地质构造情况4

二、通风系统8

三、掘进工作面及硐室通风9

四、矿井风量9

第二节矿井需要风量计算9

一、矿井需要风量计算原则9

二、矿井风量计算10

(1)炮采工作面风量计算11

(2)掘进工作面风量计算12

(3)永久避难硐室风量14

(4)水泵房风量14

(5)矿井需风量14

三、矿井风量分配14

第三节矿井通风能力计算15

一、矿井通风能力计算15

二、矿井平均日产吨煤需风量16

三、矿井能力计算16

1、采煤工作面年产量16

2、煤巷掘进工作面的年产量17

3、矿井通风能力计算17

第四节矿井通风能力验证17

一、矿井主要通风机能力验证17

二、矿井通风系统各用风地点的需风量17

三、矿井稀释瓦斯能力验证18

四、矿井用风地点有效风量验证18

第五节煤矿通风能力核定结果19

第六节问题与建议19

盘县乐民镇永红煤矿

矿井通风能力核定报告

第一节矿井基本条件概况

矿井基本情况

一)企业性质及隶属关系:

永红煤矿位于盘州市石桥镇梓木嘎村,属私营企业,现隶属贵州绿宝能源开发有限公司。

二)矿井生产能力、性质、开拓方式、开采标高、可采煤层及工作面布置情况:

矿井设计生产能力为15万吨/年,现属生产矿井,采用斜井

+平硐开拓,现开采标高为+1850m,矿井可采煤层有6层,分别为M1、M3、M7、M10、M17、M20煤层,现7#煤层作为保护层已开采完,主要开采3#、10#煤层,井下布置一个炮采工作面,4个掘进工作面,即:

111001炮采工作面;110301运输巷掘进工作面,110301回风巷掘进工作面,110302运输巷掘进工作面,110302回风巷掘进工作面。

永红煤矿2018年计划生产原煤16.5万t/a,其中:

采煤工作面计划14.8万吨,掘进工作面年进尺换算成煤的产量为1.7万t。

一、矿井地质构造情况

(一)矿区地质

矿区内及邻近区域出露的地层为二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3β)、龙潭组(P3l)、下三迭统飞仙关组(T1f)及第四系(Q),其中上二叠统龙潭组为含煤地层。

(二)地质构造

矿区位于盘关向斜南段转折端,地层走向SSE转NE,倾向NEE转NW,地层倾角15°~57°,一般20°。

煤矿内无大的次一级褶曲,但因矿区位于向斜西翼近南部转折端,故断层较发育。

从总体上看,区内构造为一向斜,伴有一定数量的断层。

构造复杂程度属中等构造。

原普查报告地表断层7条,编号为F2逆断层、F3逆断层、F102正断层、F103逆断层、F104逆断层、F107正断层、F71逆断层。

本次工作证实,F3逆断层、F107正断层在原报告中为了解释136孔所见断层推断的一条断层,经反复地表查证,未见断层迹象,且原剖面断层倾角近于直立,极不合理,补充1002钻孔后发现应为F72逆断层、F104逆断层所为,不存在F3逆断层、F107正断层;据增加的J9线控制,F2逆断层与F102正断层应连为一条断层,性质应为正断层。

另在1001孔发现一逆断层,新编号为F1001逆断层,地表亦有明显的断层迹象;矿区东部外围的F72断层在原普查报告中为正断层,倾向近南东,本次施工902、J904钻孔后,根据钻孔揭露的情况,F72断层应为低角度逆断层,倾向近北西,为矿区主要断层。

综合分析,综上所述,该矿井地质构造属于中等类型。

(三)可采煤层及分组划分

矿区内含煤地层为二叠系上统龙潭煤组,地层厚200~232m,煤系地层以粉砂岩为主,含煤达34层,含煤厚度一般28m,含煤系数10.3%,可采及局部可采10层。

井田开采范围内含可采及局部可采煤层6层,自上而下为1、3、7、10、17、20号煤层,煤层平均总厚11.41m。

简述如下:

1号煤层:

位于煤系顶部,与三叠系地层整合接触。

全层厚度0.48~1.71m,平均1.03m,含夹石0~2层。

该煤层向向斜轴部逐渐增厚,煤层层位稳定。

3号煤层:

为主要可采煤层,全层厚度1.12~1.90m,平均1.66m,含夹石0~2层,一般为1层。

煤层层位稳定,煤层厚度较稳定。

7号煤层:

大部可采,全层厚度0.93~1.84m,平均1.40m,局部含夹石1层,结构简单,煤层层位稳定,煤层厚度较稳定。

10号煤层:

不稳定煤层,全层厚度0~4.77m,平均1.91m,含夹石1~4层,煤层从10至9勘探线中部发生尖灭,9勘探线132钻孔、133钻孔未见该煤层。

17号煤层:

为主要可采煤层,全层厚度2.48~5.40m,平均4.32m,含夹石1层,该煤层层位稳定,煤层厚度较稳定。

20号煤层:

局部可采,全层厚度0.70~1.84m,平均1.09m,一般无夹石,该煤层层位稳定,煤层厚度变化小。

煤层详见煤层特征表4:

表4煤层特征表

煤层

名称

煤层厚度(m)

煤层间距(m)

煤层夹矸数

煤层结构

稳定性

煤层倾角(度)

顶底板岩性

顶板

底板

1

 

 

 

1

0.48-1.71

1.03

 

0~2

简单

较稳定

15~55

粉砂质泥岩或粉砂岩

粉砂岩或泥岩

18.90

2

3

1.12-1.90

1.66

0~2

简单

稳定

15~55

粉砂岩

泥岩

34.5

3

7

0.93-1.84

1.40

1

简单

较稳定

15~55

粉砂岩或泥质粉砂岩

泥岩或泥质粉砂岩

29.53

4

10

0-4.77

1.91

1~4

复杂

不稳定

15~55

泥质粉砂岩或粉砂质泥岩

粉砂质泥岩或泥质粉砂岩

18.53

5

17

2.48-5.40

4.32

1

简单

较稳定

15~55

泥岩或粉砂质泥岩

泥岩或粉砂质泥岩

15.05

6

20

0.70-1.84

1.09

0

简单

较稳定

15~55

泥质粉砂岩或粉砂质泥岩

泥岩或粉砂质泥岩

(一)瓦斯

1、瓦斯鉴定

根据贵州省能源局文件(黔能源发[2010]802号):

“关于六盘水市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”:

永红煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为1.06m3/min,二氧化碳绝对涌出量为0.36m3/min,鉴定结论为突出矿井。

2、煤与瓦斯突出鉴定

根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年12月编制的《贵州省盘县乐民镇永红煤矿1、7、10、17煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》及其批复(黔能源煤炭[2011]159号):

(1)永红煤矿1号煤层在鉴定范围(+1840m标高以上)内有突出危险性;

(2)永红煤矿7号煤层在鉴定范围(+1840m标高以上)内有突出危险性;(3)永红煤矿10号煤层在鉴定范围(+1840m标高以上)内有突出危险性;(4)永红煤矿17号煤层在鉴定范围(+1884m标高以上)内无突出危险性。

(二)煤尘爆炸危险性

根据贵州省煤田地质局实验室2005年12月提交的1、3、7、10、17、20号煤层的《煤尘爆炸性鉴定报告》,区内各煤层均无煤尘爆炸性。

煤尘爆炸试验成果表

煤层编号

工业分析

爆炸性试验

爆炸性论

Mad(%)

Ad(%)

Vdaf(%)

火焰长度(mm)

岩粉量%)

1号

2.81

11.28

9.15

0

0

煤尘无爆炸性

3号

2.09

9.60

8.51

0

0

煤尘无爆炸性

7号

0.31

15.14

10.30

0

0

煤尘无爆炸性

10号

1.86

10.02

9.03

0

0

煤尘无爆炸性

17号

0.33

12.11

10.11

0

0

煤尘无爆炸性

20号

2.12

8.16

8.35

0

0

煤尘无爆炸性

(三)煤的自燃倾向性

根据贵州省煤田地质局实验室2005年12月提交的1、3、7、10、17、20号煤层的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》,区内各煤层均为不易自燃煤层。

煤炭自燃倾向性等级鉴定结果表

煤层

工业分析

全硫

煤吸氧量

自燃倾向分类

Mad(%)

Ad(%)

Vdaf(%)

St/d%

cm³/g干煤

1号

2.81

11.28

9.15

0.29

1.04

Ⅲ类

3号

2.09

9.60

8.51

0.35

1.07

Ⅲ类

7号

0.31

15.14

10.30

0.28

1.04

Ⅲ类

10号

1.86

10.02

9.03

0.21

1.01

Ⅲ类

17号

0.33

12.11

10.11

0.11

1.05

Ⅲ类

20号

2.12

8.16

8.35

0.18

1.02

Ⅲ类

二、通风系统

矿井通风方式为中央并列式,通风方法为抽出式,主、副斜井为进风井,回风平硐为专用回风井。

采煤工作面为U型通风方式,掘进工作面采用压入式局部通风。

矿井安装2台FBCDZ№16/2×75型防爆对旋轴流式主要通风机,风量范围3768~1686m3/min,风压范围7025-2650pa;主要通风机一套运行,一套备用;目前矿井总进风量2804m3/min,总回风量2876m3/min。

局部通风机为FBD№6.0-2×22KW及FBD№6.0-2×15KW对旋式局部通风机,配备ø600mm风筒压入式供风,并实现了“双风机、双电源,自动切换”和“三专两闭锁”。

井下设置了完整的通风设施,通风系统符合设计规定要求。

三、掘进工作面及硐室通风

掘进工作面采用机械压入式通风。

井下永久避难硐室,水泵房采用独立通风。

四、矿井风量

经通防科实地测量其总入风量为2804m3/min,总回风量为2876m3/min。

第二节矿井需要风量计算

矿井主要用风地点有:

 1个采煤工作面(111001采煤工作面),2个掘进工作面(110301运输巷、110301回风巷、110302运输巷、110302回风巷),2个独立配风硐室(永久避难硐室、水泵房)

一、矿井需要风量计算原则

矿井需要风量,按下列要求分别计算,并采用其中最大值。

(1)按矿井下同时工作最多人数计算,每人每分钟供给风量不得少于4m3。

(2)按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。

各需风地点的实际需风量满足瓦斯、CO2和其他有害气体的浓度,风速及温度符合《煤矿安全规程》规定。

二、矿井风量计算

根据《煤矿安全规程》,矿井需要的风量应该按下列要求分别计算,并选取其中最大值。

1、按当班井下最多允许作业人数计算

该矿当班入井人数最多为85人,按下式计算:

Q矿=4N·K矿

式中:

Q矿——矿井总风量,m3/min

4——每人每分钟供风量,m3/min

N——井下同时工作最多人数,85人

K矿——矿井通风备用系数,取1.3

Q矿=4×85×1.3=442m3/min,

2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算

Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)·K矿

式中:

∑Q采——采掘工作面实际需要风量的总和,m3/min

∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和,m3/min

∑Q硐——硐室实际需要风量的总和,m3/min

∑Q其它——其它地点需要通风的风量的总和,m3/min

K矿——矿井通风备用系数,取1.3

(1)炮采工作面风量计算

1、111001炮采工作面的风量计算

(1)按气象条件计算

Q采=60×V采×S采

式中:

V采----采煤工作面风速采煤工作面实测温度16-18℃

风速V采=1.3m/s

S采----采煤工作面平均断面积S采=5.7m²

Q采=60×V采×S采=60×1.3×5.7=453m3/min

(2)按瓦斯涌出量计算

Q采=100×q瓦采×K采通;m3/min

Q采=100×1.2×1.4=168m3/min

式中Q采--------采煤工作面实际需要风量,m3/min;

q瓦采--------采煤工作面绝对瓦斯涌出量,取1.2m3/min

K采通--------采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.4

100——采煤工作面回风巷风流中的瓦斯浓度不应超过1%的换算系数。

(3)按工作人员数量验算

Qcf≥4Ncf  m3/min

=4×40

=160m3/min

式中:

Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数,按40人计算;

4——每人需风量,m3/min

(4)、按一次起爆最大炸药量计算(111001采面采用人工镐头施工,未使用炸药,本项不作计算)

Q采=25A=25×4=100m3/min

式中:

A-工作面一次爆破的最大炸药量,Kg,取4Kg。

(5)按风速进行验算

验算最小风量Qcf≥60×0.25Scb

验算最大风量Qcf≤60×4Scg

Scb=lcg×hcf×70%

式中:

S——工作面平均断面积m2

按最低风速验算:

Q采>15×S=15×5.7=85.5m3/min

按最高风速验算:

Q采<240×S=240×5.7=1368m3/min

采煤工作面0.25m/s≤1.6≤4m/s。

85.5m3/min≤453m3/min≤1368m3/min

经计算111001炮采工作面需风量取453m3/min。

(2)掘进工作面风量计算

1、按瓦斯涌出量计算

Q掘=100×qch4×Kch4掘

式中:

Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/min

qch4——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,取0.9m3/min

Kch4——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.4。

则Q掘=100×0.9×1.4=126(m3/min)

2、按风筒百米漏风率计算

根据:

P漏=P100×L/100=(1-Q掘/Q扇)×100%

而P100=100×P漏/L

故Q扇=Q掘/(1-P100L÷100)

式中:

P漏-----风筒漏风率,%

P100-----百米漏风率,取3%。

Q扇-----扇风机需风量

L------风筒送风长度

则:

Q扇=100/(1-0.03×300÷100)=186.8(m3/min)

3、按局部通风机的实际吸风量计算

Q掘=Q局×I

式中:

Q局——局部通风机工作时的实际吸风量,m3/min,

选择15KW局部通风机;

I——同时通风的局部通风机台数,取1

故Q掘=255×1=255(m3/min)

4、按人数计算

Q掘=4N

式中:

N——掘进工作面同时工作的最多人数,取20人;

则Q掘=4×20=80(m3/min)

5、按风速进行验算

(1)按最低风速验算

Q掘≥15×S掘

式中:

S掘——掘进工作面的断面,为8.6m2

则Q掘≥15×8.6=129(m3/min)

(2)按最高风速验算

Q掘≤240×S掘=240×8.6=2064(m3/min)

6、按一次起爆最大炸药量计算

Q采=25A=25×10.2=255m3/min

式中:

A-工作面一次爆破的最大炸药量,Kg,取10.2Kg。

取上述计算中最大值Q掘=255m3/min作为掘进工作面的配风量。

2)根据《煤矿安全规程》规定:

掘进中的岩巷最低允许风速为0.15m/s,最高允许风速为4m/s,以上计算出巷道风速0.49m/s,符合《煤矿安全规程》。

3)通过计算,工作面需风量255m3/min,风筒漏风率要求不大于20%,则局扇供风量应为255÷(1-20%)=318m3/min,故选用2×15KW局部通风机,实测吸风量为280-380m3/min,即可满足实际生产需要。

(3)永久避难硐室风量

井下需要独立通风的硐室有永久避难硐室,配风150m3/min。

(4)水泵房风量

井下需要独立通风的硐室有水泵房所,配风120m3/min。

(5)矿井需风量

矿井需风量Q矿=(453+1020+270+130)×1.2=2248m3/min。

三、矿井风量分配

矿井需风量2248m3/min。

对用风地点的分配如下:

采煤工作面453m3/min,

掘进工作面1020m3/min,

永久避难硐室150m3/min,

水泵房120m3/min,

其他130m3/min,

第三节矿井通风能力计算

主扇风机的风量将达到3768~1686m³/min,大于计算出的矿井需风量2248m3/min,根据2018采掘生产计划,目前矿井需风量是2018年最大需风量,表明2018年矿井采掘头面数量和布置符合要求。

一、矿井通风能力计算

根据AQ1056-2008《煤矿通风能力核定标准》5.3条,采用“由里向外核算法”,公式如下:

P=

+

式中:

P——矿井通风能力,万t/a

P采i——第i个回采工作面正常生产条件下的年产量,万t/a

P掘i——第j个掘进工作面正常掘进条件下的年进尺换算成煤的产量,万t/a

m1——回采工作面的数量,个

m2——掘进工作面的数量,个

则矿井通风能力P为:

P=

+

=14.8+1.7=16.5万t/a

二、矿井平均日产吨煤需风量

(1)矿井的日产量

Td=

=16.5/330=500

(2)日产吨煤需要的风量为:

q1=

=2804/500=5.6m3/t·min

三、矿井能力计算

1、采煤工作面年产量

Apc=330×10-4×Qai/(qra×kva)

式中:

矿井年工作日数取330天。

Apc——矿井初步计算的通风能力,104t/a;

Qai——矿井总进风量,m3/min,矿井实际进风量应满足矿井的总需要风量,按核定时矿井总进风量计算;

qra——平均日产吨煤需要的风量,m3/(t.min);

kva——瓦斯矿井通风能力系数,取1.2;

平均日产吨煤需要风量计算:

qra=Qra/A,

式中:

Qra——矿井上年度吨煤需风量,m3/min;

Apc=330×10-4×2804/(5.6×1.2)=13.7Mt/a

2、煤巷掘进工作面的年产量

ΣAh1=3×330×10-4×sh2×rh2×bh2=330×10-4×8.6×1.4×18=7.2万吨/年

注:

sh2为掘进断面、rh2为原煤密视度、bh2为日进尺数

3、矿井通风能力计算

P=ΣAci+ΣAhi=13.7+7.2=20.9万吨/年

第四节矿井通风能力验证

一、矿井主要通风机能力验证

按照矿井主要通风机的实际特性曲线对通风能力进行验证,主要通风机实际运行工况点处于安全、稳定、可靠、合理的范围内。

主要通风机运转情况表

项目

参数

主要通风机型号

FBCDZ№16/2×75

主要通风机转速(r/min)

980

主要通风机轮叶角度(°)

/

主要通风机风量(m3/min)

3768~1686

主要通风机风压(Pa)

7025-2650

电动机型号

YBF225M-6

电动机输入功率(KW)

2×75

二、矿井通风系统各用风地点的需风量表3

分类

用风地点名称

需风量(m3/min)

瓦斯浓度%

温度

掘进面

110301运输巷

255

0.02

16

110301回风巷

255

0.10

17

`

110302运输巷

255

0.06

16

110302回风巷

255

0.08

16

采面

111001采面

453

0.16

15

硐室

永久避难硐室

150

0.00

15

硐室

水泵房

120

0.02

15

其他

130

0.08

15

三、矿井稀释瓦斯能力验证

矿井绝对瓦斯涌出量为3.74m3/min,矿井总供风量为2804m3/min,则此时矿井瓦斯浓度为3.74/2876=0.13%,实际瓦斯浓度最大为0.13%,小于1.0%,符合《煤矿安全规程》(2016版)要求。

另外从矿井瓦斯监测系统监测数据和矿井实际瓦斯检查结果看,正常供风的情况下,矿井各用风地点没有出现瓦斯超限现象。

详见表3。

四、矿井用风地点有效风量验证

在同时有1个采面、4个掘进工作面和永久避难硐室及其他用风地点以及和总用风量的总和为2248m3/min,我矿的主扇通风机的总风量为3768~1686m3/min,实际总供风量为2804,有效风量率为2804-2248/2804=19.8%,大于《煤矿安全规程》规定的15%。

符合要求,根据2018采掘生产计划,目前矿井需风量是2018年最大需风量。

综上所述,我矿主扇通风机的供风量完全可以满足正常生产的用风要求。

第五节煤矿通风能力核定结果

矿井属于突出矿井,井下没有不合理的通风系统,也不存在串联通风、扩散通风、采空区通风的用风地点,不存在通风能力扣减的问题,所以最后核定矿井的通风能力为20.9万吨/年。

第六节问题与建议

为保证矿井通风连续稳定,保质保量送到用风地点,应采取以下措施:

(一)加强所有井下通风设施的管理。

(二)采空区及废弃巷道要及时严密封闭。

(三)巷道中不得堆积杂物,失修巷道及时维护,保证巷道通风有效断面。

(四)回风井口防爆门、风门、风道必须封闭严密,现有通过采空区一侧的总回风巷应对巷道严密封闭,防止漏风。

(五)定期测风,及时合理分配风量。

对风阻过大的风路,采取降低风阻措施,必要时,扩大风路巷道断面。

(六)经常检查通风设施、密闭等通风构筑物,发现问题及时处理,保证通风设施完好有效。

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