旺苍县明源煤业有限公司通风系统优化调整方案

旺苍县明源煤业有限公司 增加采掘头面及系统 优化方案 编制人：孟继勇 二 0 一三年十月 2 会 审 意 见 生产技术科： 通 风 科： 机电运输科： 安全管理科： 调 度 室： 生产副矿长： 机电副矿长： 安全副矿长： 技术负责人： 矿 长： 3 1、概况 公司为四川省人民政府办公厅批准的资源整合矿井。2010 年 1 月 开工建设，因多方面的原因，公司分别于 2010 年 9 月和 2011 年 11 月 两次对矿井初步设计及安全专篇进行修改，投产时的采掘工作面布置为 一个采煤工作面，两个掘进工作面，2012 年 8 月，经过广元市煤炭工业 管理局验收同意公司进行试生产，2013 年 1 月四川煤矿安全监察局川北 分局和四川省经信委分别对矿井安全设施和矿井综合竣工验收合格并取 得了安全生产许可证和煤炭生产许可证。 公司井田范围由五个拐点坐标圈定，面积为 0.7226km2，采矿许可 证允许开采深度为+1000m-+600m，开采煤层为 7#、9#、11#、13#，可 采储量为 121 万吨，矿井设计生产能力为 9 万吨/年，平硐开拓，布置 有 3 个平硐，即+740m 主平硐、+828m 排矸平硐、+940m 回风平硐，矿井 设计为三个采区（11 采区、21 采区、22 采区） ，11 采区为+740m- +940m 水平，21 采区为+630m-+740m 水平西翼，22 采区为+630m- +740m 水平东翼，11 采区为投产验收采区，21 采区和 22 采区为接替采 区。矿井的主要运输巷和回风巷采用锚喷和砌碹支护，采煤工作面运输 巷和回风巷采用 11#矿用工字钢支护，现布置了一个采煤工作面（1171 采煤工作面） ，采用俯伪斜走向长壁采煤法，支护材料为金属柔性掩护 支架+单体液压支架，放炮落煤，工作面煤炭采用自溜进入运输巷内矿 车，由机车运至地面煤仓，布置了两个掘进工作面（11111 运输巷和回 风巷掘进工作面） ，1111 运输巷掘进工作面采用 11#矿用工字钢支护， 11111 回风巷掘进工作面采用锚喷支护，掘进工作面为炮掘，机装和机 车运输。 矿井为中央分列抽出式通风，在+940m 风井地面安装了两台 FBCDZ15(237KW)对旋式主要通风机，一台工作一台备用，瓦斯矿井， 煤层无自燃发火倾向，煤尘无爆炸危险，矿井计划总进风量为 940m3/min，实际总进风风量为 1580m3/min,总回风量为 1620m3/min，矿 井安装了 KJ101N 型安全监控系统，按设计和规范配备各类传感器，并 和县煤管局瓦斯监控平台联网，运行正常。 4 矿井电源为双回路供电，在地面建有一变电所，分别向井下、主要 通风机、压风机、地面生产生活供电，入井电源为 6kv 双回路供电，在 +740m 水平建有中央变电所，向各用电点供电，局部通风机实现了三专 供电。 矿井安全避险“六大系统” （紧急避险系统中避难硐室经批准未建） 运行正常。 2、方案提出 （1）存在问题 1、煤炭产量不能达到设计生产能力 矿井投产时采掘布置为一个采煤工作面和两个掘进工作面，从 2013 年 3 月进入正常生产以来，在工作面推进 70m 后因 1171 采煤工作 面煤层厚度由原来 1.4m 变为现在的 0.8m，正常生产原煤产量仅有 4000 吨/月，通过对该工作面运输巷和回风巷煤层厚度测定，在 300m 走向范 围内煤层厚度均在 0.7m-0.9m 之间，不能达到设计生产能力；11111 运 输巷和 11111 回风巷是沿 11#煤层掘进的准备工作面，该煤层厚度为 0.6m-0.8m 之间，即使该工作面投入生产时若只布置一个采煤工作面也 不能达到设计能力。 2、采掘接替严重失调 为了解决产能不足和采掘接替严重失调问题，公司经过对 11 采区 各煤层进行分析，认为只有增加一个采煤工作面和一个掘进工作面方可 以解决采掘正常接替，达到矿井设计生产能力的要求。 （2）解决办法 1、生产能力 公司在修改设计前沿+740m 东翼主要运输巷掘进了 500m 至矿井东翼 井田边界，并用石门揭穿了 9#煤层，沿 9#煤层向西掘进 210m.因修改设 计将该巷封闭，即 Y1 永久密闭，在+828m 主要运输大巷掘进石门至 9# 煤，沿 9#煤向西掘进 210m，因修改设计将该巷封闭，即 Y4 永久密闭. 将 Y1 和 Y4 永久密闭启封利用修改设计前掘进的巷道可布置 1191 采煤 工作面，该工作面平均煤厚 0.8m，正常生产原煤月产量可达 3500 吨， 5 1171 采煤工作面和 1191 采煤工作面同时生产后能达到设计生产能力。 2、采掘接替 （1）由于公司现回采和掘进的煤层均为薄煤层，1171 回采工作面 走向长还有 220m，有推进度 70 m，可采时间为三个月，11111 运输巷设 计走长向为 400 m，现已掘进 232 m，月掘进量为 60 m，还需四个月时 间，11111 回风巷设计为 440 m，还有 320 m 未掘进，还需 5 个月时间， 11111 采煤工作面完成布置还需近 6 个月时间，掘进滞后采煤三个月时 间，严重影响采掘正常接替工作； （2）在 2010 年按原初步设计方案，公司已对 1191 采煤工作面上下 平巷掘进了 210 m，因修改设计方案后停止掘进，将若新增 1191 采煤工 作面，该工作面可回采 5 个月，基本能确保采掘正常接替；该工作面煤 层厚度为平均 0.8m，煤层平均倾角为 54 度，采用俯伪斜走向长壁采煤 法，支护采用单体液压支柱，工作面采高 1.2m，放炮落煤，全部垮落法 管理采空区，工作面运输为自溜，下平巷采用机车运至地面煤仓，月推 进度为 42m，月产量为 3500 吨。 （3）要从根本上解决采掘接替紧张问题，公司应布置 3 个掘进工作 面才能保证采掘正常接替，按回采顺序新增 11131 平巷掘进工作面（沿 13#煤层掘进） ，各大系统均能在安全上得到保障。 （4）综上所述，要确保采掘正常接替，尽快到达设计生产能力，只 有新增一个采煤工作面 1191 采煤工作面和 11131 平巷掘进工作面。 三、矿井各生产系统能力核定 根据煤矿井工开采通风技术条件 （AQ1028-2006） 、 煤矿通风能 力核定标准 （AQ1056-2008）和煤矿生产能力核定标准对矿井各生 产系统能力进行核定。 （一）采掘系统 1、采煤工作面能力核定 AC=10-4LTPN（万 t/a） =10-4804501.32 =9.36（万 t/a） 6 式中：A C采煤工作面平均生产能力，万 t/a； L采煤工作面平均长度，m； T采煤工作面平均年推进度，m； P平均煤层生产能力，t/m 2； N采煤工作面平均个数，个； 2、掘进工作面能力核定 掘进煤量为： AJ=ACC（万 t/a） =9.368% =0.75（万 t/a） C掘进煤占回采煤量的比例；8% 3、采掘生产能力 A： A=AC+AJ=9,36+0.75=10.11（万 t/a） （二）通风能力核定 A= （万 t/a） KqQ1034进 =33010-41570/(2.91.4) =13.74（万 t/a） 式中：Q 进 矿井总进风量，m 3/min；矿井实际进风量必须满 足矿井的总需要风量，按核定时矿井总进风量计算； q平均日产吨煤需要的风量，取 2.9m3/t； K矿井通风能力系数。取 1.301.50，取值范围不得低于此 取值范围，并结合当地煤炭企业实际情况恰当选取，确保瓦斯不超限。 当矿井等积孔 2 m 2时，取 1.30。 （三）排水系统能力核定 平硐开拓，自流排水，主水沟断面为：0.30.4m; A=33024Q/(104Pm) A=33024300/(10417.43) =13.63（万 t/a） 7 （四）运输系统能力 当采用电机车运输时，大巷运输及井底车场通过能力按下式计算： A=6016330 （万 t/a）T)R1(k0GN4 =601633010-4251/1.15(1+20%)15 =19.1（万 t/a） 式中：N每列车矿车数，辆/列； G每辆车载煤量，t/辆； R通过大巷运输矸石、材料、设备、人员等占原煤运量比重， %； K1不均匀系数，取 1.15； T大巷中相邻两列车间隔时间，min/列。按下式计算： T= （min/列）n tv2L21 =(21200240+10+10)/1 =30（min/列） 式中：L大巷运输距离，m； V列车平均运行速度，m/min； t1装车调车时间（含中途停车时间） ，min； t2卸载调车时间，min； n运煤列车的列数，列。 井下轨道运输仅承担辅助运输时，不核定其能力。 （五）供电能力核定 1、电源线路能力核定按下式计算： A=33016 （万 t/a）w10P4 =33016451.6/10416.6 14.36(万吨/a) 式中：A电源线路的折算能力，万 t/a； P线路合理、允许的供电容量，kW。按线路允许的载流量计 算，但线路电压降不得超过 5%； w矿井吨煤综合电耗，kWh/t，采用上年度的实际吨煤综合 8 电耗。 2、主变压器能力核定按下式计算： A=33016 （万 t/a）w10S4 =33016479.880.95/10416.6 16.07(万吨/a) 式中：A变压器的折算能力，万 t/a； S工作变压器容量，kVA； 为全矿井的功率因数，取 0.9； w矿井吨煤综合电耗，kWh/t，同电源线路能力核定计算式 采用数。 （六）地面生产系统能力 1、地面煤仓 原煤出井后，由地面翻笼进入煤仓,在+740m 主平硐地面有两个储煤 坪，容量为 1800 吨，能容纳 6 天的矿井产量，通过汽车外运销售；矸 石运至地面矸山。 2、汽车外运能力按下式计算： （万 t/a）TkA1403 =33010-41200.88 =25.34（万 t/a） 式中：A年装车外运量，万 t/a； k1运输不均匀系数，煤矿自有汽车队取 0.9，外委汽车队取 0.8； T每日装车作业时间，h/d； A1小时装车能力，按下式计算： （t/h）2160tnG =60252/（5+20） =120（t/h） 式中：G每辆汽车平均载重，t； n可同时作业装车车位数； 9 t1每辆车调车作业时间，min； t2每辆车平均装车时间，min。 四、矿井局部通风系统调整优化方案 为了确保矿井通风合理、可靠，各作业点采用独立通风且供风量达 到需风量的要求，需对矿井局部通风系统进行调整和优化。 （一）局部通风系统优化调整内容 1、将+828m 主要运输大巷与回风上山贯通，使绞车房回风、11131 平巷掘进工作面回风、+828m 主要运输大巷回风直接进入回风上山。 2、增加矿井总进风量 通过对矿井需风量计算，调整前矿井需风量为 915m3/min，调整后矿 井需风量为 1370m3/min，其中+740m 主平硐进风量 1260m3/min，+828m 主平硐进风量为 110m3/min。 3、改变材料上山上段风流方向，原材料上山上段风流方向：新鲜风 流+828m 主平硐+828m 主要运输大巷绞车房材料上山+795m 车 场回风上山，调整后材料上山上段风流方向：新鲜风流+740m 主平 硐740 西一石门材料上山绞车房11131 平巷掘面+828m 主要运 输大巷回风上山。 4、新增采掘工作面需风量及风流方向 （1）1191 采煤工作面风量 228m3/min，1191 采煤工作面风流方向为: 新鲜风流+740m 主平硐+740m 主要运输巷+740m 东翼主要运输巷 740 东二石门11912 运输巷1191 采煤工作面1191 回风巷795 回风上山+828m 主要运输巷11 采区回风上山+940m 回风平硐主 要通风机地面。 （2）+828m11131 平巷掘进工作面风量 210m3/min，11131 平巷掘进工 作面风流方向：新鲜风流+740m 主平硐+740m 主要运输巷+740 西 一石门材料上山11131 平巷掘进工作面局部通风机11131 平巷掘 进工作面风筒11131 平巷掘进工作面碛头11131 平巷+828m 主要运 输巷11 采区回风上山+940m 回风平硐主要通风机地面。 5、启封 Y1 密闭（740 东主要运输巷） 、Y4 密闭（+828m 主要运输巷） 10 、Y6 密闭（+828m 主要运输巷 300m 处） 。新增 740 东二石门密闭（编号 为 Y1 永久密闭，该巷为不能利用巷道）和 740 东主要运输巷密闭（编 号为 Y4 永久密闭，该巷为不能利用巷道） 。 6、对 1191 进风巷和回风巷进行扩巷维修，减少矿井通风阻力。 (二)调整后矿井风量分配计划 一）采掘工作面和其他地点需风量计算 1、采煤工作面 （1） 、1191 采煤工作面 1）按沼气涌出量计算 Q1=100qCH4K 采 =1000.21.5= 30m3/min 其中：q CH4：绝对瓦斯涌出量 K 采 ：通风系数（1.42） 2)按工作面温度计算 Q2=60V 采 mb=6013.8= 228 3/min 其中：V 采： 与温度相适应的风速（0.81） m：采高 b：最大最小控顶距平均值 3)按炸药量计算 Q3=25A=254=100m3/min 其中：A：一次爆炸的最大炸药量 4)按人数计算 Q4=4N=414=64m3/min 其中：N：工作面同时工作时的最多人数 (5)按风速验算 取 Q=228m3/min 1)按最小控顶距验算 V 小=Q/60S =228（6013.3）= 1.15m/S 0.25m/SV 小4m/S 符合要求 2）按最大控顶距验算 11 V 大=Q/60S =228（6014.3）= 0.88m/S4m/S 0.25m/SV 大4m/S 6）确定工作面实际需要风量 通过计算，1191 采煤工作面需风量为 228m3/min。 （2）1171 采煤工作面 1）按沼气涌出量计算 Q1=100qCH4K 采 =1000.21.5= 30m3/min 其中：q CH4：绝对瓦斯涌出量 K 采 ：通风系数（1.42） 2)按工作面温度计算 Q2=60V 采 mb=601。41= 84 3/min 其中：V 采： 与温度相适应的风速（0.81） m：采高 b：最大最小控顶距平均值 3)按炸药量计算 Q3=25A=254=100m3/min 其中：A：一次爆炸的最大炸药量 4)按人数计算 Q4=4N=412=48m3/min 其中：N：工作面同时工作时的最多人数 5)按风速验算 取 Q=100m3/min V =Q/60S =100（601.41）= 1.19m/S 0.25m/SV 小4m/S 符合要求 6）确定工作面实际需要风量 通过计算，1171 采煤工作面需风量为 100m3/min。 （ （3）采煤工作面总风量 Q 采=288+100=328m 3/min （二） 、掘进工作面 12 1、11111 运输巷掘进工作面 （1） 、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算 Q1=100 =1001.50.15=23 3/min 2、按炸药量计算 Q1=25A =255=125 3/min 3、按工作面人数计算 Q2=4N =410=40 3/min 4、按局部通风机吸风量计算 Q2=Q 吸 （选用 25.5对旋式局部通风机） =160 3/min 5、验算 V=Q2/60S=125/605.26=0.33m/s V 最小 =0.25 m/sVV 最大 =4 m/s 6、局部通风机安装处风量 Q=Q 吸 +60VS =160+96.25 =216 3/min 11111 运输巷掘面局部通风机安装在+740 主要运输巷距 11111 运输巷口 15的进风流中,局部通风机安装处风量为 216 3/min，11111 运输巷掘进工作面风量为 125 3/min。 2、11111 回风巷掘进工作面 （1） 、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算 Q1=100 =1001.50.15=23 3/min （2）按炸药量计算 Q1=25A 13 =255=125 3/min （3）按工作面人数计算 Q2=4N =410=40 3/min （4）按局部通风机吸风量计算 Q2=Q 吸 （选用 25.5对旋式局部通风机） =160 3/min （5）验算 V=Q2/60S=160/606.25=0.33m/s V 最小 =0.15 m/sVV 最大 =4 m/s （6）局部通风机安装处风量 Q=Q 吸 +9VS =160+96.25 =216 3/min 11111 回风巷掘面局部通风机安装在+795 车场内距 11111 回风 巷口 15的进风流中,局部通风机安装处风量为 216 3/min，材料 上山掘进工作面风量为 125 3/min。 3、11131 运输巷掘进工作面 （1） 、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算 Q1=100 =1000.21.5=30 3/min （2）按炸药量计算 Q1=25A =254=100 3/min 3、按工作面人数计算 Q2=4N =410=40 3/min 4、按局部通风机吸风量计算 Q2=Q 吸 （选用 25.5对旋式局部通风机） 14 =150 3/min 5、验算 V=Q2/60S=125/605.26=0.33m/s V 最小 =0.25 m/sVV 最大 =4 m/s 6、局部通风机安装处风量 Q=Q 吸 +60VS =150+95.6 =200 3/min 11131 运输巷掘面局部通风机安装在+828 主要运输巷距材料上 山上部车场 15的进风流中,局部通风机安装处风量为 200 3/min，11131 运输巷掘进工作面风量为 100 3/min。 3、掘进工作面需风量 Q 掘=216+216+200=632 3/min （三） 、其他地点需风量计算 1、+828主平硐 Q=15S=156.25=94 3/min 2、绞车房 Q=80 3/min 3、消防材料库 Q=80 3/min 4、井下中央变电所 Q=80 3/min 5、材料上山 Q=15S=155.2=78 3/min 6、Q 其=94+80+80+80+78=412 3/min 四）矿井总需进风量 Q 总 =（Q 采 +Q 掘 +Q 其 ）1.3 =（328+632+94）1.3 =1370 3/min 15 因材料上山、绞车房和 11131 运输巷掘进工作面串联，井下中央 变电所、消防材料库设在 740 主要运输巷中，未计入矿井总需进风量 （三）局部通风系统调整措施及操作步骤 1、成立矿井局部通风系统调整领导小组 组长：尹长春（矿长） 副组长：孟继勇（技术负责人） 、倪帮勇（技术副矿长） 成员：李文强、李文兴、李登涛、向仕军、何成元、何现成、 赵显银、杨传勇、何凯辉 领导小组办公室设在通风科，向仕军同志为办公室主任，负责 日常工作。 2、调整前的准备工作 （1）所有参与本次局部通风系统人员必须学习本方案并考试 合格，未经培训人员不得上岗作业。 （2）通风科负责对本次系统调整所用的工具、设备、仪器仪 表进行调试和校正，确保完好。 （3）通风科负责在+828m 主平硐（100m 处） 、材料上山上车场 各设置一组调节风门（正反向风门） ，调节风门必须按矿井通风质 量标准要求构筑，门墙、门板要严密不漏风，闭锁和监控传感要到 位。 （4）准备好构筑密闭所需的材料、工具并堆放在现场。 （5）机电科队负责检查主要通风机工作是否正常，若发现主 要通风机出现异常，要立即进行处理，确保其运转正常。 （6）启封密闭、排放瓦斯、密闭内侦察等工作邀请广元市生 产安全应急救援大队或公司兼职救护队进行。启封密闭、排放瓦斯、 密闭内的侦察必须制定专项技术措施，经旺苍县煤管局批准后执行。 （7）矿井局部通风系统调整期间，除矿井瓦斯检查正常进行 外，停止其他一切与系统调整无关的作业。 （8）由通风科组织人员对全矿井的风量和气体浓度进行检测。 16 （9）由通风科负责对安全监控系统进行检查和维护，确保系 统正常运转，监控有效。 （10）由机电运输科负责对矿井通讯系统、人员定位系统进行 检查和维护，确保运转正常。所有参与矿井局部通风系统调整的人 员全部要佩戴人员定位卡。 3、启封密闭、巷道内侦察安全技术措施 （1）密闭的启封和巷道内侦察工作只能委托广元市生产安全 应急救援大队或公司兼职救撤职队进行。 （2）启封密闭应先检查好所需的专用工具、设备和仪器仪表， 确保其完好。 （3）成立启封密闭及侦察指挥部 指挥长：尹长春 副指挥长：孟继勇、杨传勇 成员：倪帮勇、李文兴、赵显银、向仕军、何成元 指挥部设在调度室，当班调度员负责做好各种记录以及与井下 的联络工作。 由杨传勇任现场指挥长，赵显银为现场监督员。 （4）启封密闭前由机电科在距密闭 15m 处的新鲜风流中安设 一台局部通风机、风筒和启动装置（撤除 Y1 永久密闭局部通风机 安设在+740m 主要运输大巷距 740 东一石门 10m 处的进风流中、撤 除 Y4 永久密闭局部通风机安设在+828m 主要运输大巷距 Y4 密闭 15m 处，撤除 Y6 永久密闭局部通风机安设在+828m 主要运输大巷距 Y6 密闭 15m 处） 。局部通风机、风筒及启动装置的安装符合质量标 准化要求。 （5）撤除密闭前先检查密闭外在支护、围岩情况和瓦斯等有 毒有害气体浓度，发现密闭外支护不完好或有危岩，必须先处理好， 无危险后方可进行作业。瓦斯等有毒有害气体浓度超过煤矿安全 规程（2011 版） 的规定时，必须进行排放，只有当瓦斯等有毒有 17 害气体浓度符合煤矿安全规程（2011 版） 的规定时方可作业。 （6）密闭墙外无安全隐患后，将风筒接到密闭墙壁外，启动 局部通风机。 （7）启封密闭时先打开密闭观察孔或在密闭墙中下部用铜制 专用工具开一个 5050的小孔，将光学瓦斯检定仪和便携式瓦斯 报警仪从孔内伸到密闭内，对密闭内的瓦斯、二氧化碳、氧气进行 检测，只有当密闭内瓦斯和二氧化碳浓度不超过 1%，氧气浓度不低 于 20% 时，方可继续撤除密闭。 （8）当密闭内瓦斯和二氧化碳浓度超过 1%，氧气浓度不低于 12% 时，将风筒沿小孔送至密闭进行瓦斯排放工作。 （9）排放瓦斯时要利用绳索控制风量，严禁一风吹，在排放 瓦斯风流与全风压汇处安排专人检查瓦斯和二氧化碳浓度，只有当 全风压汇合处瓦斯或二氧化碳不超过 1.5%时,方可向密闭进行瓦斯 排放. （10）进入密闭内侦察的人员必须佩戴呼吸器、自救器、瓦检 仪、便携式瓦斯报警仪等设备有工具，并预先制定好联系方式。 （11）排放瓦斯和密闭内侦察人员分为两个组，一组进入密闭 排放瓦斯和侦察工作，另一组在密闭外待命，作为应急救援队，同 时进入密闭内侦察人员不得少于三人，间隔距离不大于 10m，并能 互相看到，在侦察过程中必须做好自主保安工作，对巷道围岩、支 护认真检查，发现有垮落危险时，应及时汇报，听候安排。 （12）密闭内发现瓦斯严重超限或巷道有垮塌堵塞危险时，侦 察人员必须立即撤到密闭，向现场指挥长和指挥部汇报。 （13）排放瓦斯过风流经过井巷内应切断电源。 （14）启封密闭只能一个一个依次进行，严禁多个密闭同时撤 除，启封密闭和侦察顺序为：撤除 Y1 永久密闭密闭内侦察密 闭内无较大隐患撤除 Y4 永久密闭密闭内侦察密闭内无较大 隐患撤除 Y6 永久密闭密闭内侦察密闭内无较大隐患。 （15）启封密闭结束后，在原密闭做一栅栏，制定隐患排查和 18 整改方案，安排人员进行隐患整改。 （16）在撤除 Y6 永久密闭前，应先安设好+828m 主平硐、和材 料上山上车场调节风门。 （17）现场启封密闭结束后由现场指挥长向指挥部汇报，由指 挥部下达启封密闭结束撤除人员指令。 4、局部通风系统调整安全技术措施 （1）所需密闭启封完毕，隐患整改合格后，进行矿井局部通 风系统调整工作。 （2）调整前按上述要求做好各项准备工作，由倪帮勇负责检 查准备工作完成情况。 （3）调整前由机运科负责检查主要通风机、负压传感器、风 机房水柱仪、矿井通讯系统是否正常。 （4）由通风科负责对风表、瓦检仪、风速传感器（+740m 主平 硐、+828m 主平硐、+940m 主平硐）进行检查和记录数据，并安排 专人对全矿井进行风量测定，记录好调整前后风量。 （5）所有参与调整人员必须学习矿井风量分配计划和风量调 节安全技术措施。 （6）矿井风量调节分为三个组，每组三人，一组由向仕军负 责，主要是对+740m 主平硐、+740m