赣兴煤业设计方案提出问题.doc

关于纳雍聂家寨群力煤矿开采方案设计（变更）的一些建议江煤贵州公司：纳雍聂家寨群力煤矿开采方案设计(变更)说明已初步出稿，为尽量缩短工期，节约资金，尽可能利用原有巷道原系统和原有设备，我们提出如下建议，妥否请与贵州省煤矿设计研究院沟通。一、项目概况方面（1） 煤炭牌号为烟煤，原地质报告为无烟煤；（2） 设计变更中矿井开采标高为+1200m+1955m，实际露头标高为+1675m；（3） 选用30kg钢轨；现井下大巷刚更换成22kg钢轨，建议继续使用；（4） 设计变更中矿井正常涌水量为57.8m/h,现场实测正常涌水量为22 m/h，最大涌水量为50 m/h；二、采掘系统方面（1） 根据现场实测主平硐中线为曲线，若采用皮带运输，则巷道须扩465.5m，扩修工程量大，主平硐采用皮带运输只服务于11021工作面、11062工作面；（2） 采区变电所与11022联络巷贯通,变电所施工对11051顺槽施工产生影响；（3） 11062风巷进风措施巷从材料上山开门，但11062有溜煤、行人、运料上山，此系统已形成；（4） 副井方位角为64。（5） 11021工作面、11062工作面因顺槽巷道已掘出且弯曲，由煤层等高线所致，不能安装皮带，只能安装刮板输送机。（6） 11021、11061上下顺槽断面建议采用原有巷道断面，经测算能满足进风回风风速和运输刮板运输机需求。（7） 将二采区设在井田北翼，减少瓦斯管理及采掘接替方面的压力。 （8） 消防材料库不宜布置在斜巷，建议用在老变电所。 （9） 轨道斜巷改造长度只有150m。三、巷道断面方面（1）根据设计书断面图副井净宽3600mm，实际已掘出的巷道砌碹断面净宽为3800mm，锚喷断面净宽为4200mm设计书上副井存在两种断面；（2）采区变电所设计断面为3200mm，是否能满足实际要求，需要进一步探讨；（3）副井砌碹段实际砌厚为500mm，设计上为350mm。（4）各个巷道断面在通风允许的条件下是否可以考虑尽量用原有的巷道断面。（详见附件1）四、通防方面（1）在进行主扇、局扇及高、低负压瓦斯抽放设备选型时，为了节约我矿资金，能否充分考虑现有符合设计要求的通风设备。（2）对于煤巷炮掘面风机选型没有可靠的依据，能否重新进行风机选型。（3）探水钻机、防突钻机、抽放钻机，能否互相使用。（4）在进行瓦斯抽放管路的管径选型时可能有点过大，而且全都是焊接钢管，使用时可能会因笨重导致工程量大，能否重新进行瓦斯抽放管路选型。（5）对于高负压瓦斯抽放，孔口负压为20KPa，可能有点过大。（6）在进行钻孔瓦斯抽采半径确定时可能出了点差异，能否重新确定。一通三防方面一、 通风系统方面；1、设计变更中煤巷炮掘面瓦斯涌出量为0.7m3/min,配风量为133 m3/min。按上述要求，选用了风量范围为450-230m3/min，型号为KDF-6.3/2X15KW的风机二台；实际使用了风量范围为400-200 m3/min，型号为FBDY.5.6/2X11KW的风机二台，可以符合设计要求，能否继续使用。2、设计变更中初期以一个回采工作面，二个掘进工作面进行投产设计，根据风量分配细则目前回风井FBCDZ.15/2X37KW的主扇风机能够满足投产设计时的需风要求，能否继续使用。（详见附件二）3、设计变更中采区变电所与井下消防硐室配风均为3 m3/S，但按煤矿安全规程规定，采区变电所与井下消防硐室配风取经验值一般为60-100 m3/min，能否将风量配小点。二、瓦斯治理方面； （1）、防突方面； 、设计变更中要求探水钻机、防突钻机、抽放钻机分类购买使用，而实际没有，能否将现符合设计要求的各类矿用钻机互相使用。 、设计变更中能否重新进行瓦斯抽采半径的确定。、抽放设计问题因11061工作面已经圈出，11021工作面切眼已掘出，现属清修巷道。 （2）、抽放系统；、设计变更中高、低负压瓦斯抽放管径一样大，采用的全是焊接钢管（其中高负压主管：DN299，分管为299X8；低负压主管：DN351，分管为351X8）；实际高、低负压瓦斯抽放管径主管大，分管相对较小，且以PE管为主，能否进行下管路的材料选型。、设计变更中高负压瓦斯抽放泵为2BE340（340rpm），低负压瓦斯抽放泵为2BE340（490rpm）；现泵房刚安装好2BE1-303高负压瓦斯抽放泵，2BE353-0低负压瓦斯抽放泵。 （3）、监控系统；设计变更中要求安装一套KJ95NA型监测监控系统，实际是刚安装的一套KJ203N型监测监控系统，能够满足设计要求，能否重新使用。三、 为尽快缩短工期，节约我矿资金，能否尽可能使用现有符合设计要求的通风设备（详见附件三）。机电安装及轨道运输方面一、运输系统 1、主平硐运输设备选型主井选用胶带机：DTII(A) 型Q300t/h ，B800mm ，L=624m ，H=6.4m ， V2.5m/s ，3，N=150kW。经过验算：电机选型较大，电动机备用功率一般按15-20考虑，选用110KW电机够用。 2、运输斜巷经计算，现有带式输送机DTS80/35/30+18.5S, Q350t/h ，L=400m ，V=1.63 m/s,;皮带（三级芯）B800mm。满足运输要求。3、副井现用绞车DJ-25，V=1.1 m/s,N=16KN,容绳量：400 m，钢丝绳直径：15.5 mm。经计算，现用绞车不满足提升要求，按设计方案选型设备选型，选用30KW电机功率富余量大于10，满足要求。4、副井联络巷经验算，选用提升机JTKB-1.2*0.9，满足要求。5、轨道斜巷提升设备经计算，选用的JTKB-1.61.2/20提升机，滚筒直径过大，宽度过大。2122材料上山，已使用提升绞车JTB-0.6*0.5，配套电机：YB2-180L-6B2/15KW满足提升要求。二、排水设备经计算，矿井库存多级离心式水泵D80-30*6，已敷设水管三寸，满足排水需求。开采后，涌水量会发生变化，可能增大，建议按设计选型。三、压风设备经计算，现已用空压机FHOGD 110F 19/8，主管选用的四寸无缝钢管，支管选用三寸无缝钢管，压风自救管路选用二寸无缝钢管；满足井下需求。四、采煤工作面及运输顺槽经计算，已用皮带机DTL-65/15/55，电机:55kw;满足运输需求。设计采面选用的QZP-160A型刮板转载机，电机功率太小；经验算选用刮板输送机GBS-420/40T。五、供配电系统矿井供电10KV电源均引自纳雍县阳长镇110KV变电所10KV侧不同母线段，采用LGJ-240钢芯铝绞线架空线路，选型过大。经计算选择的钢芯铝绞线LGJ-120mm2满足要求；地面采用660V,380V配电电压，两回下井电缆分别引自地面配电室不同的10KV母线段，采用MYJV22-1/10KV高压电缆向井下变电所供电，井下采用10KV,660V,127V配电电压。经电力负荷计算，地面运行设备选择变压器KSJ-400/660V，生活照明，选用变压器KSJ-160/380V。满足供电需求，为以后矿井发展，负荷将会增加，所以选用一台S11-800/0.69KVA的变压器作备用。风井变压器的选型大，（KS9-500/10/0.69KV）：根据矿井电力负荷计算，现在用的两台变压器S9-M-315/10/0.66，满足双回路供电，满足需求。六、井下供配电系统井下供电电缆由计算可知，考虑将来负荷增加，选用MYJV22-1/10KV高压电缆3*50 mm2满足要求；各主电缆最小截面由计算知不小于25 mm2。井下负荷变压器选择：由于采掘工作面、掘进工作面和局部风机专用变压器都是分列运行的，所以经计算，现使用的采掘变压器KBSG-400/10、掘进变压器KBSG-315/10、风机专用变压器KBSG-200/10、备用变压器KBSG-315/10（为方便检修或日后负荷增加作备用），满足供电需求。安全监控方面一、 安全监控系统贵院设计在我矿井装备KJ90NA型安全监控系统，地面及井下共设置7个分站，106个监测点进行监测，其中地面设有2个分站，井下设有5个分站，共监测模拟量67个，开关量39个。我矿现已安装的是KJ203N本质安全型监控系统，KJ203N型监控系统满足煤矿安全规程（2011）和煤矿安全监控系统及检测仪器使用规范（AQ1029-2007）的要求，符合有关国家标准和行业标准，经国家煤矿安全监察局授权的有资质的检测检验机构联检合格取得煤矿矿用产品标志，并且通过国家技术监督局认证的检测机构的防爆检验，并取得“MA”。我矿目前地面及井下共设置7个分站，114个监测点进行监测，其中地面设有3个分站，井下设有4个分站，共监测模拟量70个，开关量44个。根据我矿条件及贵院提供给我矿的选型要求，我矿现已安装的KJ203N型监控系统满足要求。二、 视频监控系统贵院设计在我矿井选用KJ32型工业电视监控系统，而我矿目前已装备的主机型号为DH/DVR1604HE-S/-AF-DVR-11-A/.防爆摄像仪型号为KBA131，摄像设备通过国家技术监督局认证的检测机构的防爆检验，并取得“MA”，该视频监控系统功能与KJ32型监控系统同出一辙，都是利用最新视频频解/压缩处理技术、光钎通信技术和工业以太网技术能同时传输工业现场图像及声音的数字网络视频监控系统。根据我矿条件及贵院提供给我矿的选型，我矿现已安装的视频监控系统能够满足我矿需求。因此工业电视选型与实际不同，否可与实际相符。三、井下人员定位系统贵院设计在我矿选用KJ251A型矿用人员定位管理系统，而我矿现已安装了KJ278型矿用人员定位管理系统。KJ278矿用井下人员管理系统是采用目前国际上先进的RFID无线传输技术，分站标识卡均采用了美国TI公司16位430系列单片机,系统集单片机软硬件、信息采集处理、无线数据传输、网络数据通讯等技术为一体。可通过对巷道远距离移动目标进行非接触式信息采集、处理，并及时、准确的将矿山巷道中各个区域人员及车辆的动态情况反映到地面计算机系统，使管理人员能够随时掌握巷道中人员、车辆的分布状况和每个矿工及车辆的运动轨迹，以便于进行更加合理的调度管理。当事故发生时，救援人员根据系统所提供的数据、图形，迅速了解有关人员的位置情况，及时采取相应的救援措施，大大提高了应急救援工作的效率。系统具有检测、传输距离远、识别无“盲区”、信号穿透力强、对人体无电磁污染、环境适应性强、可同时识别众多目标、便于网络连接等特点。完全可以满足煤矿井下人员自动化管理的要求，并且可以联网运行。KJ278与贵院为我矿设计选用的KJ251A型矿用人员定位管理系统功能一致，因此无需变更。四 、井下皮带集控系统我矿现已购进胶带机集控及胶带机综保，型号为RHP153-K。该系统主要由地面集控中心、井下控制分站和生产环境可视系统构成。地面集控中心主要由通信接口、监控计算机机、视频显示等设备构成，实现了对整个带式输送系统的实时监控。井下控制分站主要由矿用PLC控制箱和本安操作台组成，实现对现场设备的直接控制，同时完成设备运行状态及各种保护信号的采集与传输。采用光缆或通信电缆将井下各PLC控制分站与井上控制计算机进行联网. 操作人员在地面监控室通过计算机控制井下各胶带输送机及给煤机的启、停，实现远程集中控制。有三种控制方式：地面集中自动控制、地面集中单台有闭锁控制和地面试验控制。在井下就地操作台，可实现对胶带输送机和给煤机的就地有闭锁或无闭锁控制。系统设有打滑、跑偏、烟雾、温度、纵向撕裂、堆煤、沿线急停、洒水、皮带张紧力、电流等参数的检测和保护。与贵院要求一致。附件一巷道工程量表序号巷道名称巷道坡度支护方式设计断面（）原有面积（）巷道长度（m）井筒1副斜井（表土） 4砌碹10.3210.3239副斜井（基岩） 4锚喷10.3211.913332主平硐（表土）3砌碹9.49.430主平硐（基岩）3锚喷9.45.145943回风斜井（表土）30砌碹8.55.7630回风斜井（基岩）30锚喷8.55.7618回风平行3架棚（原）8.56.1190井底车场4主平硐井底车场3锚喷9.45.14705消防材料库30 架棚（原）未清理34采区巷道6运输斜巷30锚喷9.451857轨道斜巷30锚喷10.26.571508材料上山30砌碹（原）10.24.65130911021回风巷3梯工6.75.53351011021运输巷3梯工6.75.54011111021切眼3单体铰接梁5.15.114012回风联络行30梯工6.76.111271311062运输巷3梯工7.86.78180附件二 矿井风量分配细则根据煤矿安全规程（2011）（以下简称规程）规定：矿井需要的风量，按下列要求分别计算，并取其最大值。（1）按井下同时工作的最多人数计算；Q矿井4NK矿通 m3/min式中：N井下同时工作的最多人数，70人；K矿通矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K矿通1.25。则：Q4701.25350m3/min，即5.83m3/s。（2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算（现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风）；式中：Q采采煤实际需要风量的总和，m3/s； Q掘掘进实际需要风量的总和，m3/s； Q硐独立回风的硐室实际需要风量的总和，m3/s；Q硐矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s。（3）采煤工作面的风量确定;l 按瓦斯涌出量；式中： Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/s； q瓦采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； Kc采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；通常炮采工作面取1.42.0，取1.6；设计首采2号煤层，2号煤层平均厚1.56m左右。采煤工作面产量约30万t/a，正常开采区域内，采面绝对瓦斯涌出量4.19m3/min；采取瓦斯抽放的情况下，经计算，需风量为670.4 m3/min ，即11.17m3/s。l 按工作面风温计算；式中： VC采煤工作面适宜的风速，按2023风温选取为1.01.5m/s，本矿取1.5m/s；SC采煤工作面平均有效断面，6.7m2；Ki采煤工作面长度系数，工作面长度140m时，选取为1.1；经计算，工作面需要配风量为663.3 m3/min，即11.06m3/s。l 按工作面人员数量计算;式中：NC采煤工作面同时工作的最多人数，70人；经计算，工作面风量为280 m3/min，即4.67m3/s。l 按风速验算；15ScQ掘240Sc，SC采煤工作面平均有效断面，6.7m2；100.5 m3/min Q掘1608 m3/min1.68 m3/s Q掘26.8m3/min根据上述计算，按瓦斯计算炮采工作面需风量最大，设计综合选取炮采工作面风量670.4m3/min ，即11.17m3/s，符合煤矿安全规程（2011）要求。（4）掘进工作面的风量确定；该矿前期布置两个掘进头，一个岩石巷道掘进，一个煤巷掘进。掘进工作面的实际需要风量，应按照冲淡掘进工作面瓦斯涌出，并考虑局部通风机实际吸风量、工作面温度、炸药用量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并取其中最大值，经过分析选取其中较大的几个进行计算如下：煤巷炮掘；l 按瓦斯涌出量计算；式中： Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/s； q瓦掘掘进工作面的瓦斯涌出量，取0.7m3/min； Kc掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；通常，炮掘工作面一般取1.82.0，取1.9；2号煤层掘进工作面瓦斯涌出量为0.7m3/min，掘进工作面的瓦斯涌出主要依靠加强通风来解决。但当瓦斯涌出量大于（3m3/min）时，应采用先抽后掘，打超前钻孔预抽掘进工作面前方煤体内的瓦斯。根据上述公式计算，需要的配风量为133m3/min，即2.22 m3/s。l 按工作面工作人员数量计算；Q掘4nj/60=0.067nj式中：nj炮掘工作面同时工作的最多人数，取12人。则：Q掘0.06712=0.804(m3/s)经以上各项计算，按瓦斯计算煤巷炮掘工作面需风量最大，煤巷炮掘面需风量取133m3/min，即2.22m3/s。l 按局部通风机吸风量验算；本矿井掘进工作面采用FBDY.5.6/2X11KW防爆对旋局部通风机，风量范围400200m3/min。 为满足掘进工作面用风需求，其风机安设位置巷道配风量为：Q掘=QfIi+600.25S式中： Qf掘进工作面局部通风机实际吸风量，取200m3/min； Ii掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台； S掘进巷道断面，风机安设巷道断面6.7m2则：煤巷炮掘局部通风机安设巷道配风量：Q掘=2001+600.256.7=300.5 m3/min（5m3/s）。煤巷炮掘局部通风机安设位置巷道配风量为300.5 m3/min，即5m3/s。按风速验算；按煤矿安全规程（2011）规定半煤巷、煤巷掘进工作面的风量应满足:15SjQ掘240Sj，式中： Sj煤巷掘进工作面巷道过风断面，6.7m2；100.5Q掘1608m3/min，根据上述计算：煤巷炮掘需风量在100.51608 m3/min间,取300.5 m3/min，即5m3/s，按风速验算满足要求。岩巷炮掘；l 按炸药使用量计算；式中： Aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量取12.5kg；经计算，掘进工作面风量为312.5m3/min，即5.21m3/s。l 按局部通风机吸风量验算；本矿井掘进工作面采用FBDY.5.6/2X11KW防爆对旋局部通风机，风量范围400200m3/min，最大吸风量为340m3/min， 为满足掘进工作面用风需求，其风机安设位置巷道配风量为：Q掘=QfIi+600.25S式中： Qf掘进工作面局部通风机实际吸风量，取340m3/min； Ii掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台； S掘进巷道断面，风机安设巷道断面5.5m2则：岩巷炮掘局部通风机安设巷道配风量：Q掘=3401+600.255.5=422.5 m3/min（7.04m3/s）。岩巷炮掘局部通风机安设位置巷道配风量为422.5 m3/min，即7.04m3/s。l 按风速验算；按煤矿安全规程（2011）煤巷掘进工作面的风量应满足:15SjQ掘240Sj，式中： Sj岩巷掘进工作面巷道过风断面，5.5m2； 82.5Q掘1320 m3/min根据上述计算：煤巷炮掘需风量在82.51320m3/min间,取422.5 m3/min，即7.04m3/s按风速验算满足要求。（五）硐室的风量计算（有采区变电硐室与井下消防材料库）Q硐=Q硐1+Q硐2+Q硐3+.+Q硐n式中：Q硐所有独立通风硐室需要风量总和，m3/min；Q硐1、Q硐2、Q硐3、Q硐n不同独立供风硐室需要风量，m3/min。Q硐=Q硐1+Q硐2=（