华亭煤业集团安全避险“六大系统”建设方案

【华亭煤业集团有限责任公司井下安全避险“六大系统”建设完善设计方案】第一章企业安全生产现状第一节企业基本情况一、砚北煤矿综述概况：井田面积，地址储量/可采储量，矿井设计能力、矿井改扩建能力（改扩建情况简述）、主要改造系统、矿井核定生产能力、煤的性质，瓦斯含量，无煤及瓦斯突出，煤尘爆炸、煤的自燃性、2010原煤产量，矿井职工人数等。第二节煤炭资源和开采地质条件一、华亭煤田(一)砚北煤矿1、煤炭资源及储量根据甘肃省安全生产监督管理局关于对华亭煤业集团公司所属四矿井生产能力核定结果的批复（甘安监管四20119号文件），砚北矿井核定生产能力为600万t/a。截至2010年年底，矿井期末能利用资源储量56515.4万t，其中探明的（可研）经济基础储量111b(原A级)7798.7万t，控制的（预可研）经济基础储量122b（原B级）31018.7万t，推断的内蕴经济资源量333（原C级）17698万t;可采储量32221.5万t。2010年煤炭产量515.18万t。2、矿井瓦斯根据甘肃省安全生产监督管理局（甘安监管四201130号文件），2010年度砚北煤矿矿井瓦斯相对涌出量0.21m3/t,CO2相对涌出量为0.33m3/t,为低瓦斯矿井，2010年鉴定煤层容易自燃，煤尘具有爆炸性。3、水文地质条件（最大最小涌水量及依据资料、周边小煤窑情况）井田内主要为褶皱构造,没有断裂构造,裂隙不发育,直接充水含水层埋深大且含水性弱,渗透性差,与地表无水力联系,井田水文类型为二类一型裂隙充水矿床,水文地质条件较简单。井田内没有废旧小窑，矿井最大涌水量为100m3/h，最小涌水量30m3/h。4、矿井主要生产系统提升系统 主提升系统:矿井主提升采用DTL80/18/280型大倾角强力胶带输送机，井筒倾角22，斜长650m，能力180t/h，带速V=2.0m/s,带宽B=0.8m。副井提升系统：矿井副井提升系统采用JK-2.5/20型单钩斜井串车提升方式，最大绳速3.8m/s。电动机型号JR158-10,功率310kw，电压6000V。选用钢丝绳为NAT67+FC28。提升容器为MGC1.1-6固定式矿车，提升斜长649米，井筒倾角22。通风系统矿井采用中央边界式通风系统，抽出式通风方式。采煤工作面采用U型通风，局部通风采用压入式。主副井进风，风井回风，主要通风机为BD-6-15轴流式2台，一用一备，每台配备双电机，电机功率为245kW。矿井总进风量1205m3/min，总回风量1231m3/min，通风负压519Pa，通风等积孔1.23m2，矿井属中等通风矿井。排水系统矿井排水系统设为二级排水系统。矿井正常涌水量40m3/h，最大涌水量50m3/h。一级排水设在井下+1040m水平车场，中央水泵房安装MD85459水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修。水泵扬程405m，流量85m3/h，配用电动机型号为YB2-315L1-2，功率160KW，电压660V。沿副井筒安装1334.5无缝钢管排水管路两趟至地面灌浆站，排水高度297m，甲、乙水仓总容积846m3。二级排水设在+940m水泵房，水泵房安装MD85453水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修。水泵扬程135m，流量85m3/h，配用电动机型号为YB2-315L1-2，功率55KW，电压660V。安装1334.5无缝钢管排水管路两趟至1040水仓，甲、乙水仓总容积1299m3。运输系统二采区运输机上山安装DTL80/160S型钢丝绳芯胶带输送机，倾角22，运输距离240m，带宽800mm，带强ST1600，带速2.0m/s，设计运输能力180t/h。采用电动机+液力调速偶合器+减速箱的驱动方式。工作面运输顺槽安装DST100/63/275kw型可伸缩式输送机，带宽1000mm，带速2.5m/s，设计运输能力630t/h。采用电动机+减速箱的驱动方式。+1040运输大巷，运输距离850m，轨道采用30kg/m钢轨铺设，运输设备采用XK56/90型蓄电瓶电机车1台，运输车辆为MG1.16A固定式矿车。供电系统矿井总装机容量为6490KVA，实际运行容量为3290KVA，其中井下装机容量3600KVA,运行2700KVA。矿井供电电源为6KV，分别由新窑110KV变电所6KV一段母线617出线柜，二段母线623出线柜供到矿区地面6KV变电所，双回路线路各长0.642km，钢杆混凝土浇注基础，架空导线为LGJ-150/20型钢芯铝绞线，进出线电缆均选用YJV22-10-3150型铜芯交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆。矿井地面变电所采用单母线分段双回路供电方式，安装KYGD-Z高开柜24台，JSNP2313智能型微电脑保护装置，具有选择性漏电保护功能；低压开关柜KYDD-Z开关柜16台，安装两台S11-630/6/0.4变压器.井下供电采用单母线分段双回路供电方式，入井一回MYJV22-6-3120高压交联电缆1.1km，二回路MYJV22-6-395高压交联电缆1.1km。1040井下中央变电所安装两台矿用防爆型干式变压器KBSG-500/6/0.69，安装BGP9L-6高压配电箱13台，KBZ-400馈电开关9台，KBZ-630馈电开关3台。风井为双回路供电，双回供电线路各长2.64km，选用26基12-15米水泥杆架设，架空线为LGJ-35型钢芯铝绞线;进出线电缆选用YJV29-6-335高压交联铠装电缆。风井安装两台S9-125/6/0.4变压器，一台工作，一台热备用。监测监控系统矿井现安装使用的安全监测监控系统有：KJ90NA安全生产监测监控系统、KSS2100自然火灾束管监测系统、KJ901安全生产工业电视监控系统、KJ216顶板压力监测系统等。安全监测系统安装分站4台，安装瓦斯、一氧化碳、温度、风速、负压、水位、设备开停、风门开闭等各类传感器46台，能够覆盖全矿井主要巷道、硐室及采掘工作面，满足生产需要。通讯系统安装SH-3000D数字程控调度通讯系统一套，与新窑电信局相通，并有直拨电话直通电信局，矿内区域网与英特网联接，对外通讯畅通。井上下安装电话170部，其中井下22部,井上148部，外线电话4门，可和上级调度部门直接联系，井下同时安装泄漏通讯系统一套，给相关管理人员配备手持电台100部。地面选装生产系统地面生产系统主要由转载皮带机及上仓皮带机、筛选系统三个部分组成。上仓皮带机，斜长97m，型号DTL80/18/45，带宽800mm，带速2.0m/s，设计运输能力180t/h。转载皮带机安装DTL80/18/30型输送机，运输距离63m，带宽800mm，带速2.0m/s，设计运输能力180t/h。筛选系统安装SL-U型螺旋筛分机，四级筛选块度25、50、70mm。压风系统压风系统安装SA-250A螺杆式空气压缩机一台，排气量40.5m3/min,额定排气量/最大排气量0.8/0.85Mpa,电动机功率250kw,主压风管路1084.5，管路长2960m。 防尘系统矿井防尘水源取自新窑供水站，在工业场地北坡建有200m3的高位蓄水池，采用1084无缝钢管从副井引入井下,在井下利用573支管分流后分别进入各采、掘工作面、各转载点、皮带运输巷、回风巷、隔爆水袋装水点，煤仓下口，煤层注水点，各防尘和消防供水点。 防灭火灌浆、注氮系统矿井防灭火系统主要有注氮系统、黄泥灌浆系统，采取以注氮为主，辅以黄泥灌浆、喷洒阻化剂、喷浆堵漏、黄土覆盖、充填等综合防灭火措施。制氮系统安装KYZD-800制氮机一台，氮气产量800m3N/h,氮气压力0.6Mpa,氮气纯度99.90%，配套空气压缩机SA-300A螺杆式空气压缩机，电动机功率300kw。注氮管路1084.5，管路长2950m。黄泥灌浆系统：新建地面灌浆站由风井搬迁到主副井口北坡，水源来自矿井排水，贮存在地面北坡台地200m3蓄水池中，其管路总长度为2366m，主管路采用1336.5无缝钢管，支管路采用1086.5无缝钢管，从副井进入采区回风巷、工作面回风巷、工作面采空区，采用埋管随采随灌，采后集中灌浆的方法处理采空区。矿井内因火灾预测预报采用KSS2100束管检测系统与瓦检员常规检查相结合的方式，对采空区及老火区进行不间断监测。外因火灾防治的主要措施是严格执行有关规定，建立了完善的井上下消防管道系统和配置足够消防器材。5、采掘工艺回采工作面回采工艺流程为：走向长壁综合机械化低位放顶煤。掘进工作面施工工艺流程为：综掘，锚网索支护，SSJ650/240可伸缩胶带运输机运输。6、开拓方式和开采方法，水平开拓方式矿井开拓方式为反斜井下山开拓，三条斜井筒开拓整个井田，即主井、副井及风井，主井净断面积为5.4m2、倾角22，砌碹支护；副井净断面积为5.6m2，倾角22，砌碹支护；风井净断面积为4.2m2，倾角为28，砌碹支护。开采方法矿井现有一个综合机械化放顶煤工作面，采用走向长壁倾斜布置综合机械化放顶煤开采，工作面运煤方式为中双链刮板运输机。掘进采用综掘，皮带机运输，开拓采用炮掘，人工（机械）装煤（岩）。7、采区划分：矿井已开采的水平有+1248m、+1208m、+1150m、1085水平，其中+1248m，+1208m、+1150m相继报废全部封闭，现开采水平为+1040m，设计最低水平+940m。该矿井井田划分为三个采区，其中一、二采区为上山采区，运输水平为+1085m水平，回风水平为+1150m,三采区为下山采区，下山阶段为+1070950m，垂高120m，斜长340m。走向以矿井两翼边界为界。走向1400m，采区设计生产能力为45万吨。8、现主要生产煤层、采区、工作面情况矿井现采水平为+1040m，主要生产煤层为煤4-2层、煤5层，现采工作面为21423综放工作面，位于煤4-2层，于2010年9月17日开始回采，9月累计推进度16.5m，设计月推进度为50m，回采初期地质储量74.1万吨，可采煤量63万吨，回采期12个月，走向长度平均665m，可采长度615m，工作面平均斜长88m，坡度29，煤层平均厚度7m，采高2.5m，放顶煤厚4.5m，工作面两巷沿煤4-2层底板布置或靠近煤4-2层底板。工作面情况见附表。附表工作面情况表工作面名称工作面倾斜长（m）工作面走向长（m）主采煤层厚度（m）采高（m）放高（m）日进度（m）日产量（t）21423综放工作面8861572.54.53.62545第二章井下安全避险“六大系统”现状第四节井下紧急避险系统一、砚北煤矿1、自救器情况自救器为重庆永安煤矿安全仪器厂生产的隔绝式压缩氧自救,型号为ZY45，供氧时间为45min，定量供氧：1.2L/min。2、避灾路线情况3506/3505工作面回风巷二区段运输石门三采区轨道下山1050运输大巷井底车场主副井。3506/3505工作面运输巷三区段运输石门三采区轨道下山1050运输大巷井底车场主副井。3、应急预案应急预案采用矿井灾害应急救援预案。4、永久避难设施情况第五节压风自救系统一、砚北煤矿（一）空气压缩机矿井现有两台FHOG-340A型螺杆式压风机，一台FHOG340W型螺杆式压风机，为上海飞和实业有限公司产品；流量40m3/h，排气压力0.8Mpa。配套Y3552-2型电动机，额定功率250KW，额定频率50HZ，额定电压6KV，转速2965r/min，额定电流30.1A，其电控系统为。具有断油、断水、超温、过压保护功能，压风机风包按要求安装有压力表和A27H-10K型弹簧式安全阀，出风口管路上安装有释压阀。符合煤矿安全规程第437条之规定，安全保护装置齐全可靠。现空气压缩机运转正常，能够保证矿井压风设备及矿井注氮防火的要求。（二）井下压风管路矿井压风管路从主井筒入井，在+1350m水平分为两趟，其中一路经1350轨道大巷进入一二采区集中胶带大巷，另一回路经1350胶带大巷在二采区集中回风下山上口分两路分别供一二采区集中回风下山及一二采区集中轨道下山。矿井二采区以上压风管路干线采用1335无缝钢管（不含采掘工作面支线）。二采区以下采用894无缝钢管。采掘工作面压风管路采用573.5无缝钢管。矿井现敷设1335mm压风管路干线1500米，其中：主井筒900米，1350胶带运输大巷900米，1350轨道运输大巷900米，一采区集中回风下山860米，一采区集中胶带下山937米，一采区集中轨道下山900米。矿井现敷设895mm压风管路支线1500米，其中：二采区集中回风下山300米（设计长度980米），二采区集中胶带下山300米（设计长度1040米），二采区集中轨道下山300米（设计长度1020米）。矿井现敷设574压风管路1500米，其中3502采煤工作面压风管路长度1500米，3503掘进工作面压风管路1500米。现压风管路运行正常，能够保证矿井压风设备的生产要求。（三）压风自救系统及现有系统校核矿井现已在井下形成简单的压风自救系统，在主要避灾路线上敷设了压风管路，并安装了供气阀门，但数量不能满足国家要求且未安装压风自救装置。1、系统校核依据井下共有5个工作面A1、A2、A3、A4、A5，另有一台KGZD97-800固定式制氮机，耗气量为32m3/min.，各用风点每班使用风动工具情况详见下表。附表1：各班次风动工具分配表使用地点一班二班三班风镐G-7A凿岩机7655喷浆机HP2-5制氮机风镐G-7A凿岩机7655喷浆机HP2-5制氮机风镐G-7A凿岩机7655喷浆机HP2-5制氮机地面制氮000100010001A1121000001210A2001000100010A3121012101210A4001000100010A5121012100000合计365124412441风动工具耗气量及压力要求详见附表2附表2：风动工具性能表设备名称型号使用压力(MPa)耗气量(m3/min)管路内径(mm)风镐G-7AG-7A0.5116凿岩机76550.53.225喷浆机HP2-50.50.816制氮机KGZD97-8000.632752、空气压缩机站供气量计算根据矿井计算条件及附表1提供的各班次风动工具分配表，各班次风动工具负荷统计表详见附表3。附表3：各班次风动工具负荷统计表单位：m3/min使用地点一班二班三班风镐G-7A耗气量凿岩机7655耗气量喷浆机HP2-5耗气量制氮机耗气量风镐G-7A耗气量凿岩机7655耗气量喷浆机HP2-5耗气量制氮机耗气量风镐G-7A耗气量凿岩机7655耗气量喷浆机HP2-5耗气量制氮机耗气量地面制氮000320003200032A116.40.800000100.80A2000.80000.80000.80A316.40.8016.40.8016.40.80A4000.80000.80000.80A516.40.8016.40.8006.400合计319.2432212.83.232212.83.232根据以上统计数据，矿井合计需风量一班最大，以一班为准进行计算。根据一班使用的风动机械计算压缩机站必需的供气量，计算空气压缩机站的供气量。Q=12niqiKi=1.151.151.04(310.98+63.20.92+50.80.96+3211.00)=76.577(m3/min)其中：1沿管路全长的漏风系数，应取1.10.20，因管路较长，取1=1.15；2机械磨损耗气量增加系数，应取1.101.15，取2=1.15；海拔高度修正系数，当海拔高度不大于1000m时取1，海拔高度大于1000m时，每增高100m系数应增加1%。因空气压缩机安装海拔高度为1400m，故海拔高度修正系数取1.04；ni用气量最大班次内同型号风动机具的台数，台；qi风动机具的耗气量，m3/min；Ki同型号风动机具同时工作系数。3、估算空气压缩机的出口压力：根据煤炭工业矿井设计规范规定，选择系统及管径时，应保证工作地点的压力比风动机具的额定压力大0.1MPa，同时还要考虑输气管路的压力损失、工作面软管的阻力损失，因此空气压缩机的出口压力为：P=Pe+P+0.1=0.6+4.1890.035+0.1=0.7466(MPa)其中：Pe风动机具中所需最大的额定压力，MPa；P达到设计产量时，压风管路中最远一路的压降，估算时可取0.030.04MPa/km，此处取0.035MPa/km，经计算管路最远距离距地面空气压缩机房4.189km；0.1煤炭工业矿井设计规范规定的用气地点压力高于风动工具额定压力0.1MPa。4、校核空气压缩机的型式及台数矿井现安装5L-40/8压风机三台，每台排气量40m3/min，排气压力0.8MPa，配套电动机TDK250-114/1180，额定电压6000V，功率250KW。由以上计算知需要压缩空气量76.577m3/min，故现有空气压缩机两台同时工作可满足矿井生产需要。5、输气管径校核根据输气管道布置图，计算通过各段管路的自由空气量，选择标准管径详见附表4。附表4矿井井下各段管路直径选择表序号管段代号干、支管计算管路长度(m)通过自由空气量(m3/min)计算管路直径(mm)选取标准管路直径(mm)实际管路长度(mm)1A-C干管418932.564126.2513359722C-F干管375211.182.932108427803C-G干管418935.507130.3613359004G-H干管418924.41113.4813359375H-I支管41891.136.04557413806H-J支管384911.183.357108410407G-K支管416224.41113.3313358608K-L支管41621.135.99857414309K-M支管371211.1126.2513349806、验算最远一路管道压力损失、最远一路管道是A-C-G-H-I，以节点分段，计算各管段压降分别是：PA-C=10-121.15LA-c/dA-C5QA-C1.85=10-121.15972/0.123532.5641.85=0.025(MPa)PC-G=10-121.15LC-G/dC-G5QC-G1.85=10-121.15900/0.100535.5071.85=0.027(MPa)PG-H=10-121.15LG-H/dG-H5QG-H1.85=10-121.15937/0.123524.411.85=0.014(MPa)PH-I=10-121.15LH-I/dH-I5QH-I1.85=10-121.151380/0.04951.11.85=0.0067(MPa)、压力损失最大一路管道是A-C-G-H-J，以节点分段，计算各管段压降分别是：PH-J=10-121.15LH-J/dH-J5QH-J1.85=10-121.151040/0.100511.11.85=0.010(MPa)综上所述，管道压力最大损失为:P=0.025+0.027+0.014+0.010=0.076MPaPH-P=0.8-0.076=0.724MPaPe+0.1=0.6+0.1=0.7MPa故管路压力损失满足要求。计算空气压缩机的出口压力为：P=0.6+0.1+0.076=0.776MPa，空气压缩机出口压力为0.8MPa。（四）压风自救系统存在主要问题1、压风自救系统在井下+1100m水平、+1125m水平及+1195m水平未装设集水分离器；2、矿井主压风管路系统敷设到+1050水平大巷后采用894.5焊管，不符合煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）第28条“压风自救系统的管路规格应按矿井需风量、供风距离、阻力损失等参数计算确定，但主管路直径不小于100毫米，采掘工作面管路直径不小于50毫米”之规定。所以需将+1050水平、三采区轨道下山、+930车场、+930轨道运输石门、八采区轨道大巷管路改为1084焊管，方可满足要求。3、经统计矿井压风自救装置缺少100套，需进行补充。（五）压风自救系统改造技术方案1、压风自救装置采用符合矿井压风自救装置技术条件（MT390-1995）的要求，且取得煤矿矿用产品安全标志的产品。2、在井下+1100m水平、+1125m水平及+1195m水平的最低点装设3台集水分离器；3、在采区避灾路线上均应敷设压风管路，应每隔200m设置一组压风自救装置（包括减压、节流、消噪声、过滤、开关等部件及防护罩或面罩）及安装管路三通，并设置供气阀门。每组压风自救装置应可供58人使用。需要新增三通闸阀100组及压风自救装置100组。4、主送气管路装设集水放水器。在供气管路与自救装置连接处，要加装开关和汽水分离器。压风自救系统阀门安装齐全，阀门扳手安装在同一方向，以保证系统正常使用。压风自救装置安装在采掘工作面巷道内的压缩空气管道上，设置在宽敞、支护良好、水沟盖板齐全、没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度应保持在0.5m以上，主管路敷设高度1.8米，压风自救装置及供气阀门安装高度1.4米，应便于现场人员自救应用。5、井下压风管路应敷设牢固平直，采取保护措施，防止灾变破坏。进入避难硐室和可移动式救生舱前20m的管路应采取保护措施（如在底板埋管等方式）。6、自制件经检验合格、外协件、外购件具有合格证或经检验合格方可用于装配。7、压风管路应接入避难硐室和可移动式救生舱，并设置供气阀门，接入的矿井压风管路设置减压、消音、过滤装置和控制阀，压风出口压力在0.10.3MPa之间，供风量不低于0.3m3/min人，连续噪声不大于70dB。8、在副井筒重新敷设一趟1084.5焊管，每200m安装一组三通闸阀，在副井井底车场与主压风管路连接，形成压风自救系统的管路，需重新敷设管路1110m。9、对经压力损失计算不符合要求的二采区轨道下山、三采区胶带下山及+1125m水平大巷主压风管路2146m管路全部进行更换，将原来1084.5的管路更换成1335的焊管。10、采煤工作面采用两道分别进入574的无缝钢管，在工作面的入口处分别设总阀门，每200m安装一组三通闸阀及压风自救装置，距离工作面迎头2550m的距离安装一组三通闸阀及压风自救装置。11、掘进及开拓工作面采用574的无缝钢管，在工作面的入口处分别设总阀门，每200m安装一组三通闸阀及压风自救装置，距离工作面迎头2550m的距离安装一组三通闸阀及压风自救装置。12、第六节供水施救系统一、砚北煤矿（一）矿井水源矿井供水水源为现副井工业广场有50m3蓄水池一座，主要水源来自矿井污水处理站处理后工业用水进入地面变电所后山上的200m3蓄水池，该水源不能用于饮用，矿井工业广场现无自来水，故矿井水源不能满足矿井供水施救要求。（二）井下消防供水管路矿井供水施救管路使用现矿井防尘系统管路，矿井现有防尘管路采用静压供水，供水管路从副井筒经1100水平及1190水平