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文档简介

PAGE3PAGE43XX煤业复产方案编制说明XX公司矿井设计生产能力15万吨/年,2008年4月批准生产,2009年9月按豫明电〔2009〕6号文停止生产,停产前11060采煤工作面装备完成开始初采,储量14万吨,接替面11070采面储量39.2万吨系统形成。经核定各系统矿井生产能力达到32万吨/年。河南省煤层气开发利用有限公司兼并重组后,2011年9月进行地面隐患整改,2011年12月31日通过省公司验收。2011年2月10日批准进入井下隐患整改,完成了主副斜井上部井筒、部分巷道维修和水仓清挖等工程。2012年4月15日按上级要求停产,维持通风排水。本恢复生产方案井下隐患整改矿井按30万吨/年生产能力进行,主要工程有:主副斜井下段井筒和部分巷道扩修,排水系统、供电系统完善,六大系统补建、防治水工程等。恢复生产实施标准为从地面隐患整改开始,至11060工作面投产,包含矿井各生产、安全、技术、劳动组织及管理等系统的整改。概算计划总资金7082.77万元(其中,井巷工程975.03万元,机电设备及安装1637.67万元,六大系统814.64万元,土建1105.45万元,一通三防184.12万元,防治水916.75万元,其他1449.1万元),工期4个月。目录第一章矿井基本情况 1第一节矿井概况 1一、井田构造 1二、煤层及煤质 2三、矿井水文地质条件、水文地质类型 2四、瓦斯、煤层爆炸性、煤尘自燃等情况 5五、矿井储量情况 5六、整改达到标准 5第二节开采条件 6一、矿井开拓情况 6二、各井筒描述情况 6三、车场及大巷布置 7第二章矿井各系统现状及整改方案 8第一节井巷工程现状及整改方案 8一、主斜井井筒 8二、副斜井井筒 8三、11060机巷 9四、11060风巷 10五、11060切眼 11六、11060疏水巷及钻场 11七、电力矿老窑探水巷 12第二节采掘工艺现状及整改方案 13第三节“一通三防”现状及整改方案 14一、通风系统现状 14二、瓦斯治理情况 20三、防灭火系统 21四、防尘系统 22五、放炮管理 23第四节机电运输现状及整改方案 24第五节供电系统现状及整改方案 33第六节排水系统现状及整改方案 42第三篇防治水专篇 46第一节基本情况 46一、矿井现状: 46二、矿井水文地质 46一、地表水文调查 48二、井下水文观测 49三、矿井历史上涌水、出水情况 49四、矿井涌水量情况 50五、周边小煤矿调查 50六、远宏矿井主井水位观测情况 51七、井下疏水孔水量、水压测定情况 52八、井田内关闭小窑调查 52九、矿井物探情况 54第三节防治水管理 54一、防治水机构 54二、防治水制度 55三、水文地质资料、图纸 55第四节矿井排水系统 57第五节矿井主要水害和治理方案 60一、矿井主要水患 60二、水患治理方案 60第四章“六大”系统现状及整改方案 68第一节人员定位系统现状及整改方案 68第二节瓦斯监控系统现状及整改方案 69第三节通讯系统现状及整改方案 70第四节供水施救系统现状及整改方案 73第五节压风自救系统现状及整改方案 77第六节紧急避险系统现状及整改方案 80第五章土建工程及辅助设施现状及整改方案 84第一节土建工程现状及整改方案 84第二节辅助设施现状及整改方案 87第六章矿井管理 92第一节管控体系 92一、“三真”管理情况 92二、矿井“六证”情况 92三、管理层次 92第二节管控能力 94一、“五职”矿长基本情况 94二、管理机构及人员配置 95第三节劳动组织 109一、科室人员配备 109二、区队人员配备 110第四节技术管理 111一、地测防治水科 111二、通风科 113三、机电科 114四、技术科 115第五节规章制度 118第六节矿山救护 118第七章复产计划 120第一节复产计划资金 120第二节施工组织排序 121第八章保障措施 122第一节组织保障措施 122第二节安全管控保障措施 122第一章矿井基本情况第一节矿井概况XX有限公司其前身为郏县锋达煤业有限公司。2005年6月由郏县大桥煤矿、沙沟煤矿、电力煤矿整合为郏县锋达煤业有限公司。2010年12月8日由河南省煤层气开发利用有限公司兼并重组,派驻“五职”矿长,注册成立XX有限公司,其中省煤层气公司控股51%,郏县锋达煤业有限公司控股49%。该矿井“六证”齐全,重组后“六证”全部变更到XX有限公司名下。企业性质为其他有限责任公司,注册资本金9040万元,实收资本5876万元。实收资本金主要用于收购原矿方资产,现支付收购资产款共计5671.70万元。2011年9月9日经省煤层气公司批复,第一批启动资金2389.20万元于2011年12月14日全部到位。2012年3月31日经省煤层气公司批复,第二批启动资金1691万元于2012年5月7日到位。该矿井按省政府要求,达到了“真投入、真控股、真管理”,实现了“三真”管理。2011年9月进行地面隐患整改,2011年12月31日通过了省公司验收,2012年2月10日经省公司批复正式进入井下隐患整改。2012年4月平顶山裕隆公司源通煤业4·14透水事故后,按上级要求停产整顿,目前矿井处于通风排水状态。一、井田构造本区属山前丘陵地貌,矿区北及东部为山区,东北高西南低,中部为丘陵区。地面标高最低为230m,最高为350.02m,一般260~280m。沟谷较发育,泄水条件好。本区出露地层由老到新有寒武系、石炭系、二叠系、第三系、第四系。含煤地层总厚度约600m,含煤8组20层。矿区范围内主采二1煤层。本区位于王英沟背斜西北部西侧,地层一般倾向西,倾角19º左右,断裂构造发育产状变化较大。现将先锋煤业有限公司井田内发育的断层简述如下:(一)F10正断层:位于锋达煤业有限公司的北界,走向近东西,倾向北,倾角70º,落差340m左右,将西黄道井田分割成南北两块,根据西北部平顶山砂岩不连续和6022、6024两孔地层缺失,推断为正断层。(二)F11正断层:位于东北部边界,走向310º,倾向北东,倾角75º左右,处于无煤带,地表未见,尚未完全控制。(三)F3正断层:先锋煤业有限公司南与西南边界,走向310º,倾向北东,倾角70º,落差50m左右。二、煤层及煤质(一)煤层先锋煤业有限公司矿区范围内主采二1煤层,平均厚度5.0m,煤层结构简单,局部出现一层夹矸,厚度0.1m左右。可采煤层特征及顶底板岩性详见煤层特征表所示煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)最小-最大/平均结构可采程度稳定性倾角(度)容重(t/m3)顶底板岩性顶板/底板二11.42-12.27平均5.0简单大部可采稳定191.37白色粗类砂岩和中细砂岩/黑色页岩或碳质泥岩(二)煤质二1煤呈黑色,粉状为主,次为碎块状,疏松易碎,视密度为1.37t/m³,孔隙度8%,二1煤属中灰、低硫、高热量值的瘦煤,适用于工业动力用煤和民用煤。煤质牌号为瘦煤。煤质分析见表所示。煤质分析表煤层名称灰份(%)挥发份(%)磷份(%)Std(%)发热量(MJ/kg)工业牌号二116.4~20.5519.020.860.48~0.7125.93~29.26瘦煤属低中灰、低硫、高磷、高热量热值瘦煤。三、矿井水文地质条件、水文地质类型(一)主要含水层1.第四系松散层孔隙含水层:以沙砾石为主,厚度变化大,渗透性好,其富水性主要决定于大气降水及地表水补给量,该段含水层主要对煤层顶部砂岩含水层浅部补给,距煤层较远。2.二叠系碎屑岩类裂隙含水层(组):其岩性为中细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层,交互产出,各砂岩含水层之间有厚度不等的泥岩隔水层,一般无水力联系,富水性相对较弱。3.石炭系太原组含水层:该组岩性为灰岩、砂岩、页岩等,其中夹灰岩4~5层,岩溶裂隙发育,连通性好,富水性强,水压高,为岩溶裂隙承压含水层,根据6051孔测定,渗透系数K=5.98m/d,单位涌水量128.16m³/d。其净水位标高+192.20m。4.寒武系上统崮山组含水层:岩性以白云质灰岩为主,厚度大于200m,裂隙溶洞发育,水压高,富水性强,为强岩溶裂隙承压含水层,含水层顶板距二1煤底约75m,如有断层沟通,二1煤层可与该水层发生水力联系,对矿井开采产生影响。(二)主要隔水层1.本溪组铝土矿泥岩隔水层:厚8~10m,层位稳定,为寒武系含水层与太原组下段灰岩含水层之间的隔水层。2.太原组中段砂、泥岩隔水层:为太原组上段灰岩与下段灰岩含水层之间的隔水层。3.二1煤与太原组顶部灰岩之间的隔水层:厚0~13m,遇构造裂隙或采动裂隙破坏时一般不起隔水作用。4.下石盒子组三、四煤段隔水层:厚80~140m,岩性以泥岩、砂质泥岩夹薄层砂岩及薄煤层为主,层位稳定,厚度大。(三)断层的水文地质条件井田南北基本以断层为界,由于开采煤层在各断层上所处空间位置不同,因此其对井田而言的水文地质条件也各不相同。1.F10正断层:位于锋达煤业有限公司的北界,落差340m左右,使井田内煤系地层遇上盘四4煤层以上的地层对接,因此可以认为断层在水平方向上基本不导水,可以视为阻水边界。2.F3正断层:落差50m左右,井田内煤系地层与下盘的太原组下段偏下部的灰岩含水层对接,由此导致该断层成为井田补给边界,使井田水文地质条件复杂化。另外需要注意的是井田内查明的断层落差均相对较大,根据大型断层发育的一般规律,在大断层附近往往会发育一组次生断层或羽状断层,共同构成以大落差断层为主的断裂构造带,使大断层附近地段的水文地质条件相对其它地段更趋复杂,因此次生断层对矿井安全生产带来的负面影响也不容忽视,必须加强防范。(四)充水因素分析1.地表水:因地表皆为干沟,井田范围内既无常年积水水体,又无长年流水河流,仅在雨季有短暂水流;只有位于矿区东部300m的老虎洞水库,水库底部和西岸有大面积灰岩出落,为太原组岩溶裂隙含水层的永久补给水源,此外应注意沟通水库的断层导水可能性。2.第四系松散层孔隙水:该段含水层主要对煤层顶部砂岩含水层浅部补给,距煤层较远,故对二1煤生产不会有直接影响,充其量适逢雨季补给量加大,导致矿井总涌水量少量增加,对开采有一定影响,但不会威胁矿井生产安全。3.二叠系碎屑岩类裂隙含水层(组):该段含水层富水性相对较弱,煤层采动后含水层主要通过断裂带、顶板冒落带、导水裂隙带以滴水、淋水或小股状涌水方式涌入矿坑,对矿井生产有直接影响。但只要疏排措施得当,管理到位,就不会对矿井生产产生危害。4.石炭系太原组灰岩含水层:该层为二1煤层底板直接充水含水层。二1煤层与石炭系太原组灰岩顶部为灰色-深灰色砂质泥岩隔水层,厚0~13m,透水性差,但若遇原生裂隙、构造裂隙或回采扰动裂隙导通该含水层组时,就可能会发生底板突水事故,该矿历次突水淹井事故均为太原组灰岩含水层突水引起的,为矿井的主要充水水源和直接水害威胁。5.寒武系上统崮山组灰岩含水层:含水层顶部距二1煤底约75m,正常情况下对矿井的生产安全没有直接威胁,但遇断裂构造带、褶曲轴部岩溶裂隙发育带、导水陷落柱等导水通道时,该段含水层就可能与太原组灰岩含水层发生水力联系。甚至有可能导致寒灰水由以上导水通道直接涌入矿坑,严重威胁矿井生产。6.老空水:主要为本矿老空水,该矿±0标高以上已经过多年开采,留下了大面积的老空老巷,同时因矿井经营不善关井,造成淹井达12年,老空老巷内的积水量、水压现已很难查清,所以在采掘施工中若采取的探防水措施不得力就有可能诱发老空突水,该种突水具有突发性,极易造成事故。(五)水文地质类型据《河南省郏县锋达煤业有限公司水文地质报告》及该矿生产实际揭露的水文地质资料,该矿矿井涌水以底板岩溶裂隙水为主,直接充水含水层单位涌水量为1.0≦q≦2.0L/s.m,其水文地质类型为三类二亚类三型,该矿井为水文地质复杂矿井,防治水方面存在问题列专篇制定方案。四、瓦斯、煤层爆炸性、煤尘自燃等情况(一)瓦斯据豫工信煤[2010]200号文件,XX有限公司瓦斯相对涌出量3.7m3/t,绝对涌出量1.27m3/min,为低瓦斯矿井。(二)煤尘据国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心2008年4月所做的煤样检验报告,XX有限公司二1煤层具有爆炸危险性,爆炸指数为31%。(三)煤的自燃倾向据国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心2008年4月所做的煤样检验报告,XX有限公司二1煤层具有自燃倾向性,二1煤层自燃倾向等级为Ⅱ类,属于自燃煤层,自燃发火期为13个月。五、矿井储量情况据2010年河南省有色金属勘探第二大队做动态储量检测结论证明:矿井保有储量465.56万吨,可采储量231.3万吨。已申请扩边储量377.96万吨,另外井田边界北部有约920万吨储量。六、整改达到标准先锋煤业各系统能力通过核算满足30万吨/年的要求,结合省政府有关释放产能的文件精神,从隐患整改到达到首采工作面投产,各系统必须达到安全生产条件,满足30万吨/年以上的标准。第二节开采条件2006年7月郏县锋达煤业有限公司委托平顶山地方煤矿设计研究所对矿井原初步设计进行修改。2008年12月郏县锋达煤业有限公司完成矿井技术改造,并通过了河南煤矿监察局豫南分局、平顶山煤炭工业局的安全设施及竣工验收。河南煤矿监察局豫南分局、平顶山煤炭工业局分别以豫南煤安监[2008]21号、平煤行[2008]78号文进行了批复。一、矿井开拓情况(一)开拓方式矿井采用两斜井单水平上、下山开采的开拓方式。(二)主要运输巷道主要运输巷道有:主斜井和副斜井,主井为皮带运输,兼进风井;副斜井为轨道运输,兼回风井。(三)采区划分及接替全井田共划分2个采区,首采区为一采区,位于井田中南部,±0水平以上,为双翼开采上山采区;二采区位于±0水平以下,属下山开采。矿井现有两个采煤工作面(一采一备),11060采煤工作面作为首采工作面,11070作为备采工作面二、各井筒描述情况(一)井筒用途、布置及装备1.主斜井长820m,平均坡度19º。担负全矿井原煤提升任务并作为矿井的进风井,井筒内敷设有消防洒水管路、排水管路、压风管路和动力电缆等管线。采用胶带输送机运输,胶带输送机型号为DTⅡ/800,两部搭接,自井底通达地面,长度分别为500m(上部)和320m,制造厂家是许昌双龙。采用青岛产6级阻燃合成纤维橡胶带,带速均为1.6m/s;安装有断带抓捕设施,综合保护采用安徽华科生产的KHP168型,除自动洒水外其它保护功能齐全。输送机电气控制均采用济源矿用电气生产的RJR400/660型低压软启动装置,启动平稳;减速机采用太原弘力达通用机械公司生产的DCY-315型,外侧安装有CN200-180型逆止器。2.副斜井斜长800m,倾角19º。担负矿井上下人员、下放物料、提升矸石等辅助提升任务并作为矿井的回风井。井筒内敷设有通讯电缆、排水管路等管线。串车提升运输。采用焦作群英机械制造公司生产的单绳缠绕式提升机,型号为JK-2×1.8,配套液压站型号为TE161;钢丝绳使用贵州产6×7-φ24.5光面钢丝绳;提升机电控使用洛阳中信实业生产的TK-PC-B1型变频调速系统。配备有提升机综合保护,各种保护齐全,采用双线布置。副井轨道采用18kg/m钢轨,600mm轨距;使用XRC10-6/6型斜井人车(2节)运人;采用1吨矿车串车提运物料。人车运行使用专用通讯装置,物料运输时各个车场均设有声光信号装置。斜井上下口各设有一套跑车防护装置,上部距上井口约80m,下部距底车场约60m。(二)井筒支护1.主斜井长820m,倾角19º,半圆拱断面,料石砌碹支护,上段净断面为7.03m2,下段净断面为5.2m2。2.副斜井斜长820m,倾角19º,半圆拱断面,料石砌碹支护,净断面上段为5.71m2,下段为5.2m2。三、车场及大巷布置(一)井底车场目前,先锋矿开采区域为±0水平以上。副斜井井底车场较为简单,在副斜井井底布置一个材料车场。主井底部布置一个变电所和一个水泵房。(二)主要巷道支护形式及断面巷道名称掘进断面m2长度(m)支护井底车场11.8280锚喷井底变电所、泵房13.240锚喷变电所、泵房通道7.8436锚喷合计35.5356第二章矿井各系统现状及整改方案第一节井巷工程现状及整改方案一、主斜井井筒(一)现状:主斜井为半圆拱断面,料石砌碹支护,上段原有净断面7m2左右,2012年2月份批准进入井下隐患整改后,该巷道上段长度360m进行了拉底整修,断面已达到8.42㎡,下段460m现有净断面不足6m2。(二)标准和要求:按照省政府有关规定,主要大巷断面不能低8㎡。(三)存在问题:下段460m沿二1煤层施工,压力较大,变形严重,巷道变形,断面小于8㎡,;直接影响通风、行人和胶带输送机运行安全。(四)整改方案:采用U29型钢支护,维修后的断面达到8㎡以上,满足矿井通风、运输、行人需要,达到安全生产条件。(五)工时:工程量:460m,工期:128天。(六)所需资金:180.75万元需要材料资金明细表序号名称规格型号单位数量单价(元)金额(元)备注1U型钢U29Kg1935145.51064278棚距0.6m2钢芭500×600片1227240490880每棚16片3小棍10×10×70棚24根4背木800半圆木根76701076700处理空帮空顶5炸药矿用二号硝铵Kg138015207003kg/m6雷管瞬发电雷管发460052300010发/m7卡栏U25型钢使用套30682061360共计767棚4套/棚8连板U25型钢使用(0.6m)计767棚2块/棚合计=SUM(ABOVE)1807482二、副斜井井筒(一)现状:副斜井为半圆拱断面,料石砌碹支护,上段原有净断面7m2左右,2012年2月份批准进入井下隐患整改后,该巷道上段长度500m进行了拉底整修,断面已达到8.36㎡,下段320m现有净断面不足6m2。(二)标准和要求:按照有关规定,主要大巷断面不能低于8㎡(三)存在问题:下段320m沿二1煤层施工,压力较大,变形严重,巷道变形,断面小于8㎡,;直接影响通风、行人和上下物料安全。(四)整改方案:采用U29型钢支护,维修后的断面达到8㎡以上,满足矿井通风、运输、行人需要,达到安全生产条件。(五)工时:工程量:320m,工期:60天。(六)所需资金:126.91万元。需要材料资金明细表序号名规格型号单位数量单价(元)金额(元)备注1U型钢U29Kg1347285.5741005棚距0.6m2钢芭500×600片854440341760每棚16片3小棍10×10×70根12816338448每棚24根4背木800半圆木根53401053400处理空帮空顶5炸药矿用二号硝铵Kg96015144003kg/m6雷管瞬发电雷管发534052670010发/m7卡栏U29型U型钢使用套21362042720共计534棚4套/棚8连板U29型U型钢使用(0.6m)块10681010680共计534棚2块/棚合计=SUM(ABOVE)1269113三、11060机巷(一)现状:11060机巷全长256m,采用11#工字钢支护,巷道有不同程度的片帮、漏顶、局部冒顶及支架变形现象,现有断面3.8㎡。2012年2月份批准进入井下隐患整改,对其巷道进行了维修,截止4月15日停产前,剩余工程量136m。(二)标准和要求:按照有关规定,采区巷道断面不能低于6㎡。整改后能够满足生产需要,达到安全生产条件。(三)存在问题:该巷由于长时间停工停产,导致巷道失修严重,有不同程度的片帮、漏顶、局部冒顶及支架变形现象,现有断面3.8㎡。(四)整改方案:采用11#工字钢支护,维修后的断面达到6㎡以上,满足11060采面通风、运输及行人需要,达到安全生产条件。(五)工时:工程量:136m,工期:23天。(六)所需资金:9.13万元。需要材料资金明细表序号名称规格型号单位数量单价(元)金额(元)备注1工字钢11#Kg69095.537996需添补34棚2荆芭600×800片81601.512240每棚30片3川杆Ф40mm×700mm根8160324480每棚30根4背木800半圆木理空帮空顶5坑木Ф14cm×2.4mm³310003000临时支护、木垛合计=SUM(ABOVE)91316四、11060风巷(一)现状:11060机巷全长228m,采用11#工字钢支护,巷道有不同程度的片帮、漏顶、局部冒顶及支架变形现象,现有断面3.6㎡,2012年2月份批准进入井下隐患整改,对其巷道进行了维修,截止4月15日停产前,剩余工程量152m。(二)标准和要求:按照有关规定,采区巷道断面不能低于6㎡。整改后能够满足生产需要,达到安全生产条件。(三)存在问题:该巷由于长时间停工停产,导致巷道失修严重,有不同程度的片帮、漏顶、局部冒顶及支架变形现象,现有断面3.6㎡。(四)整改方案:采用11#工字钢支护,维修后的断面达到6㎡以上,满足11060采面通风、运送物料及行人需要。(五)工时:工程量:152m,工期:34天。(六)所需资金:10.17万元。需要材料资金明细表序号名称规格型号单位数量单价(元)金额(元)备注1工字钢11#Kg77215.542467需添补38棚2荆芭600×800片91201.513680每棚30片3川杆Ф40mm×700mm根9120327360每棚30根4背木800半圆木理空帮空顶5坑木Ф14cm×2.4mm³310003000临时支护、木垛合计=SUM(ABOVE)101707五、11060切眼(一)现状:11060切眼全长90m,采面采用DW-22型单体液压支柱配合π型钢梁支护,有不同程度的片帮、漏顶、局部冒顶及支架变形现象,巷道现有断面2.36㎡。部分地段只能通风,不能行人。(二)标准和要求:整改后巷道满足安装悬移支架需要,达到安全生产条件。(三)存在问题:该巷由于长时间停工停产,导致巷道严重失修,部分地段只能通风,不能行人,直接影响采面的正常通风及生产安全。(四)整改方案:采面直接修通,达到安装悬移支架条件。(五)工时:工程量:90m,日完成工作量:4.5m,工期:20天。(六)所需资金:18.43万元。需要材料资金明细表序号名称规格型号单位数量单价(元)金额(元)备注1单体柱DW-22/100天/根10008080000维修费2荆芭600×800片54001.58100每棚30片3小棍10×10×70根5400316200每棚30根4背木800半圆木理空帮空顶5坑木Ф14cm×2.4mm³510005000临时支护、木垛6坑木Ф12cm×3m根30020060000安装悬移支架前,替换π型钢梁合计=SUM(ABOVE)184300六、11060疏水巷及钻场(一)现状:11060疏水巷及钻场全长250m,采用11#工字钢支护,巷道有不同程度的片帮、漏顶、局部冒顶、淤煤聚集及支架变形现象,现有断面3.2㎡,2012年2月份批准进入井下隐患整改,对其巷道进行了维修,截止4月15日停产前,剩余工程量190m。(二)标准和要求:按照有关规定,采区巷道断面不能低于6㎡。整改后能够满足通风、疏水需要,达到安全生产条件。(三)存在问题:该巷由于长时间停工停产,导致巷道失修严重,有不同程度的片帮、漏顶、淤煤聚集、局部冒顶及支架变形现象,现有断面3.2㎡。(四)整改方案:采用11#工字钢支护,维修后的断面达到6㎡以上,满足11060采面通风、疏水需要,达到安全生产条件。(五)工时:工程量190m,工期:40天。(六)所需资金:13.07万元。需要材料资金明细表序号名称规格型号单位数量单价(元)金额(元)备注1工字钢11#Kg97545.553642棚距0.5m,需添补48棚2荆芭600×800片114001.517100380棚,每棚30片3川杆Ф40mm×700mm根11400334200380棚,每棚30根4背木800半圆木根22801022800处理空帮空顶5坑木Ф14cm×2.4mm³310003000临时支护、木垛合计=SUM(ABOVE)130742七、电力矿老窑探水巷(一)方案:为解决12070工作面水害威胁,计划作一条探水巷对原电力矿老窑区进行探放水,该巷道以后作为12030工作面风巷。巷道设计全长772m,水窝3个12m,采用工字钢支护,断面6.88㎡,尼龙网及荆芭护帮顶。矿车运输。(二)工时:工程量784m,工期:5.8个月。(三)所需资金:222.47万元需要材料资金明细表序号名称规格型号单位数量单价(元)金额(元)备注111#工字钢2.6×2.6Kg3210405.51765721棚距0.5m,1580棚2串杆ø40mm×0.7m根474000314220030根/棚3荆笆0.6m×0.8m片316001.54740020片/棚4塑料网700mm×7m㎡790017.1135090每棚5㎡4炸药二级煤矿许用炸药kg474015711006kg/m5雷管瞬发发1264056320016发/m合计=SUM(ABOVE)2224711第二节采掘工艺现状及整改方案一、现状:(一)采煤工作面采用走向长壁后退式采煤方法,采用手镐落煤、人工装煤,40T刮板运输机和DTL-650型胶带输送机运煤、DZ22-30/100型单体液压支柱和Π型钢梁支护、全部垮落法管理顶板生产工艺。(二)掘进工艺为炮掘,采用风镐和手镐落煤,人工攉煤,SGB420/30刮板输送机配合1吨矿车运输至胶带输送机。采区内的巷道均采用工字钢梯形支架支护。二、标准要求:国家安全监管总局、国家煤矿安监局《关于发布禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录(第三批)的通知》(安监总煤装〔2011〕17号第17条。三、存在问题:(一)单体支柱放顶煤是国家明令禁止的生产工艺。(二)采煤和掘进使用手镐落煤,工人劳动强度大,效率低。四、整改方案:改革采煤工艺,11060工作面选用ZH1600/16/24Z型顶梁组合悬移液压支架支护顶板,一次采全高采煤方法,炮采回采工艺。五、所需资金:394.1万元。需要材料资金明细表序号名称规格型号单位数量单价(元)金额(元)备注1整体组合悬移支架ZH2000/16/24Z架903500031500002运输机(SGB620/40T双机头)80KW部11800001800003运输顺槽SGB620/40T(总功率80KW)部21500003000004乳化液泵BRW125/31.5(75KW)台21500003000005高压胶管φ32mm.胶管(2层网)米2002550006高压胶管φ25mm.胶管(4层网)米200306000合计=SUM(ABOVE)3941000第三节“一通三防”现状及整改方案一、通风系统现状(一)主要通风系统:1.地面主通风机房安装两台FBCDZ-6-No15型轴流对旋式通风机,风量1398~3102m3/s,风压617~2340Pa,电机型号为YBFe280M-6,功率2×55kW,额定电压380V,转速980rpm。一备一用,主要通风机采用双回路供电。2.矿井通风方式为中央并列式,通风机方法为机械抽出式,矿井具有独立的通风系统,井下实行分区通风。3.矿井等积孔A=1.9,通风难易程度属于中等;矿井通风系统有效风量利用率为76%。4.风井风硐距离较短(8m),西台风硐拐两个直角弯,局部阻力大。5.矿井目前布置两工作面,分别为11060工作面和12070工作面,采面巷道变形严重,出现多处冒顶,直接影响矿井通风。11060回风巷瓦斯含量0.06%;12070回风巷瓦斯0.02%。6.主副井三片盘以下井筒断面4.5㎡,长350米,直接影响矿井总进和总回风量。7.矿井现有永久密闭8道;风门15组;永久风墙4道;临时密闭2道。前期整改时已对部分通风设施按照质量标准化要求对通风设施部分进行了整修,风门重新刷漆,包边加垫、安装风门连锁装置,完善了部分风门传感器,对密闭、挡风墙粉墙刷白。(二)局部通风目前没有掘进行工作面。原有三台FBDNO5.6/2×11局部通风机已经老化,需要更换。(三)相关要求:通风系统符合《煤矿安全规程》及《质量标准化》要求。矿井必须有完整的独立通风系统,实行分区通风。通风系统稳定、合理、可靠,局部通风必须实行“三专两闭锁”。通风能力能满足30万吨/年以上的生产能力需求。(四)存在问题:1.主要进回风井筒下段断面小,影响通风。2.井下采面巷道失修,冒顶严重,堵塞巷道,影响通风。3.矿井通风设施存在漏风现象4.通风设施变形、漏风。5.反风设施及风硐不符合要求。6.风井防爆盖不符合要求。7.局部通风没有实行专用开关、专用线路、专用变压器。缺少4台风机,需要直径600mm风筒1500米。(开关机电已上报计划)。8.主扇反风期间风硐风门不能自动倒向,同时防爆门不能自动打开。9.主扇不能自动倒台,需要按设蝶式电动闸门。10.副井口改造安设自动风门。11.通风机采用2趟架空电源线路供电,其中一趟线路局部只有50mm2,不能很好满足供电质量。12.通风机电控设备距出风口距离只有10米左右,电控间建在西台主扇风道上。13.通风机供电系统电源屏陈旧、落后。 15.通风机轴承温度等监测装置不完善。(五)整改方案:1.更换主要通风机,满足生产能力30万吨/年的要求。2.对通风机房及风硐、反风设施进行扩建改造,并安装电动闸板门,3.主副井下段进行扩巷改造,断面不小于8㎡,满足通风能力30万吨/年的要求。4.对矿井三片盘、四片盘、五片盘、六片盘、060疏水巷,士0轨道与070机巷联络巷风门,漏风严重,对风门进行包边加垫,需要更换风门7组风门。5.对矿井内部漏风处进行锚喷或挖补整修处理。6.完善井下通风设施,优化通风系统。7.更换、改造风井防爆盖。8.增加局部通风机及配套开关,局部通风实行“三专两闭锁”。9.安设副井自动风门(六)资金计划:155.2万元序号项目物资名称型号单位单价(元)数量金额(元)工期(天)备注1通风设施风门1.5m×1.8m组14000011400002局扇风机FBDNO5.6/2×11台40000140000掘进用3风筒60㎝m2001000200000掘进用4系统整修30000013000005副井风门自动风门组500002100000306更换通风机电控设备电源操作柜KFBP-PC-JXGKFBP-PC-LLG套500003150000102台电源,1台联络附属监控设备KJZ-3套400002800004运行安全监测控制电缆MY3×50+1×16m21020042000安装费项600001600007加装主扇风道风门风道电动风门FBCDZ-No.15风机专用套130000226000015定制加工安装安装费项600001600008防爆盖完善防爆盖、槽φ2400套600001600002定制加工安装费项60000160000合计1552000二、瓦斯治理情况(一)现状:矿井现配备11名瓦斯检查员,11台光干涉式甲烷测定器,新购置便携式瓦斯监测仪60台。(二)存在的问题:1.新购置60台便携式瓦斯监测仪存在误差大,不能使用;2.光干涉式瓦斯检定器数量不足;3.瓦斯检查员配备数量不足;(三)整改方案:1.购置60台便携式瓦斯报警仪。2.计划购进9台光干涉式甲烷测定器3.重新培训、配备合格的瓦斯检查员。(五)资金计划:6.8万元序号项目名称型号单位数量单价(元)总价(万元)备注1便携式瓦斯报警仪台608004.82光干涉式甲烷测定器台10100013瓦斯检查员培训名910001合计6.8三、防灭火系统(一)现状:地面两座V=200m3消防水池供给,井下消防洒水通过二条ø75×6mm无缝钢管分别从主井、副井送入井下,经井底车场、运输上、下山和采区巷道至采掘工作面。管道间连接采用抱箍连接,井下管道采用减压阀减压。(二)相关要求:1.井上、下必须设置消防材料库,配足消防器材。2.井下爆破材料库、机电设备硐室、材料库、井底车场、使用带式输送机或液力偶合器的巷道以及采掘工作面附近的巷道中,配备灭火器材。3.矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统;井下消防管路系统,每隔100m设置专用支管和阀门,在带式输送机巷道中应每隔50m设置支管和阀门。地面消防水池必须经常保持不少于200m3水量。4.开采自燃发火煤层时必须采空区等采取预防性灌浆。(三)存在问题:1.矿井没有注浆系统。2.消防管路及设施不完善。3.灭火器大部分失效。4.井下没有消防材料库。(四)整改方案:1.购置移动式注浆泵,完善矿井防灭火系统。2.完善消防管路。3.购置灭火器材。4.建立井下消防材料库,配足消防材料。(五)资金计划:14.9万元。防灭火系统资金计划表序号项目名称规格单位数量单价(万元)资金(万元)备注1移动注浆泵ZHJ-80/1.2台25102搅拌机18.5KW台2243灭火器台500.031.54消防器材含消防软管、消防尖撬、消防桶、沙袋、套11010合计25.5四、防尘系统(一)现状:矿井建立有防尘管理制度。井下降尘洒水水源采用处理后的矿井水,水质可以满足防尘洒水用水的水质标准。井下煤层注水水量为60m3/d,防尘洒水水量为50m3/d。矿井安装有洒水降尘管路系统,主管为φ100㎜,支管路为φ50㎜钢管,并铺设到各工作地点。配备有测尘设备。(二)相关要求:1.矿井主要运输道、采区回风道、胶带斜井、胶带运输平巷、上下山、采煤工作面上下平巷、掘进巷道、溜煤眼、输送机转载点等处均要设置防尘管路,胶带斜井和胶带运输平巷管路每隔50m设一个三通阀门,主要管路每隔100m设一个三通阀门。2.井下所有运煤转载点必须有完善的喷雾装置;采煤工作面进回风巷,主要进风大巷和掘进工作面都必须安装净化水幕。3.采掘工作面必须有洒水降尘管路,及时进行煤层注水。4.矿井定期进行粉尘监测(三)存在问题:1.洒水管路老化、阀门锈蚀;2.部分巷道无安设洒水管路;3.喷雾降尘装置及隔爆水袋不完善;4.没有煤层注水装置;(四)整改方案:1.更换新的洒水降尘管路及阀门;2.安设洒水降尘管路;3.完善洒水喷雾装置和隔爆水袋;4.购置煤层注水设备,完善煤层注水装置。(五)资金计划:5.82万元防尘系统资金计划表序号项目名称单位数量单价(元)资金(万元)备注1洒水管路米20002042阀门个60100.063喷雾装置个30200.064隔爆水袋个400301.25煤层注水装置台510000.5合计5.82五、放炮管理目前我矿没有井上、下爆破材料库及发放硐室,且矿井缺少专职放炮员,需要培训。地面爆破材料库已列入土建工程计划。资金计划:1.4万元。序号项目名称单位数量单价(元)资金(万元)备注1发爆器个60.21.22放炮线盘201000.2合计1.4第四节机电运输现状及整改方案一、系统现状:(一)运输主斜井斜长820m,平均坡度为190,采用许昌双龙煤矿机械厂生产的DTL/800型胶带输送机2台,长度分别为500m(上部)和320m(下部)。采用青岛产6级阻燃合成纤维橡胶带,带速均为1.6m/s;安装有断带抓捕设施,综合保护采用安徽华科生产的KHP168型,除自动洒水外其它保护功能齐全。输送机电气控制均采用济源矿用电气生产的RJR400/660型低压软启动装置,启动平稳;减速机采用太原弘力达通用机械公司生产的DCY-315型,外侧安装有CN200-180型逆止器。地面使用2部DSJ-650型胶带输送机转载至原煤场,中间加装有分选矸石设备,分选后采用DSJ-500型胶带输送机和矿车转运到矸石堆。井下运输采用不同规格的胶带输送机10部,±0主运输巷均采用DTL—800型胶带输送机,南翼输送机350m,北翼输送机560m;采区机巷采用DTL—650型胶带输送机300m;部分向上运输的胶带输送机加装有软启动(长城电气集团产QJR-400/660型)和逆止器;采面使用SGB-40TX和SGB420/30刮板输送机运输。开拓掘进运输多采用矿车和SGB320-17B刮板输送机。井下物料运输采用1吨矿车,平巷采用人力推车。井下只有水仓清理地点安装有一台JD-1型小绞车。采煤工作面、掘进工作面均选用SGB420-40T刮板输送机运输。运输大巷轨道和胶带运输机布置在同一巷道内,行人宽度不足,巷道侧帮缺少躲避硐室。(二)副斜井提升系统副斜井斜长800m,采用矿车串车提升运输。采用焦作群英机械制造公司生产的JK-2×1.8单绳缠绕式提升机,配套液压站型号为TE161;使用贵州钢绳股份产的6×7-φ24.5光面钢丝绳;提升机电控使用洛阳中信实业生产的TK-PC-B1型变频调速系统。副斜井提升机系统无后备保护装置。副斜井轨道采用18kg/m钢轨,600mm轨距;使用XRC10-6/6型斜井人车(2节)运人,人车已换新;人车运行使用专用泄露通讯装置(已换新);采用1吨矿车串车运输物料,各个车场已完善声光信号装置。斜井上下口各设有一套跑车防护装置,上部距上井口约80m,下部距底车场约60m。各项检测检验报告齐全。原副斜井运输巷与井下运输大巷均采用18kg/m轨道铺设,其中副斜井上口至三片盘约480米已经更换为24kg/m轨道。井上下矿车运输均采用人力装卸车,无机械起重设备;(三)巷道主井下段巷道变形严重,导致3处胶带输送机托架挤在帮上,巷道最窄处只有1.8米。主井二部机头硐室只有2.5米宽,无操作空间,机头基础松动。副井下段巷道变形严重,轨道不能调直顺,人车蹭帮;最窄处只有1.75米。运输大巷轨道和胶带运输机布置在同一巷道内,行人宽度不足,巷道侧帮缺少躲避硐室。(四)运输系统生产能力核定(1)主井提升系统能力核定按照普通胶带输送机:A=330(万t/a)式中:A―年运输量,万t/aK―输送机负载断面系数,按下表取值:物料煤动堆积角(θ)25°30°35°K带宽(mm)650355390420800~1000400435470主井所用的带式输送机带宽为800mm,物料煤动堆积角为25°,故取系数值为400。B―输送机带宽:0.8mV―输送机带速为1.6m/sr―松散煤堆容积重为0.85t/m3C―输送机倾角系数,按下表取值:输送机倾角0°~8°8°~16°16°~20°20°~25°C1~0.970.97~0.880.88~0.810.81~0.72我矿主井输送机倾角为19°。故取值0.81K1―运输不均匀系数,取1.2t―日提升时间取值:16h则,主井提升能力为124万t/a(2)副井提升系统能力核定副斜井轨道下放材料、人员及设备的提升采用的计算公式为:式中:A—副斜井提升能力,万t/a;R—出矸率,8%;PG—每次提矸石重量,6.8t/次;TG—提矸石一次循环时间,550s/次;M—每吨煤用材料比重,10%;PC—每次提材料重量,6t/次;TC—每次提升材料循环时间,600s/次;D—下其它材料次数,6次/班;TQ—下其它材料每次循环时间,600s/次;TR—每班人员上下井总时间,4320s/班。实测工人每班下井时间:2400S升降工人时间:2400×1.5=3600S升降其他人员时间:3600×0.2=720S每班人员上下井总时间:3600+720=4320S将以上参数代入计算公式得:副斜井提升能力A=60万t/a。3.井下运输系统能力核定均采用普通胶带输送机,则:A=330(万t/a)A―年运输量,万t/aK―输送机负载断面系数,按下表取值:物料煤动堆积角(θ)25°30°35°K带宽(mm)650355390420800~1000400435470井下主要运输所用的胶带输送机带宽为650mm,物料煤动堆积角为25°,故取系数值为355。B―输送机带宽:0.65mV―输送机带速为1.6m/sr―松散煤堆容积重为0.85t/m3C―大巷为运输平巷取值为1.0K1―运输不均匀系数,取1.2t―日提升时间取值:16h则,井下运输生产能力核定为89万t/a。综合以上计算显示,在矿井提升运输系统中副井提升能力相对较低为60万吨/年;故提升运输系统生产能力按60万吨/年。如果不采用斜井人车运人,提升综合能力将达到80万吨/年。(五)架空乘人装置与斜井人车比较斜井轨道人车系统是混合提升,绞车功率大,能耗大,不能实现连续运人,易产生人员拥挤,等候时间长等现象。架空乘人装置一种颇为有效的运人系统新形式,它结构简单、布置方便,可以在轨道巷、带式输送机巷或其他巷道设置,且能实现连续提升。1.安全可靠性

由绞车、轨道、斜井人车系统组成的环节比较多,因而影响安全的因素也多。钢丝绳牵引重力下放,速度较高易造成冲击;单次运人多上下车易造成拥挤,上下车期间易受伤;煤矿井下轨道质量不易保证,易引起人车事故。架空乘人装置的组成的环节比较简单,由于运速低(0.8~1.2m/s几乎接近人员步行速度)而且蹬座距地面距离很近(O.2~O.3m),出现突发事件造成的伤亡事故几率低。而采用活动式抱索器的“新装置”,还配有零速上下车设施,确保了人员上下的安全。相比架空乘人装置的安全可靠性更高。2.运行成本和效率现用斜井人车提升系统电机功率170千瓦,提升所用的钢丝绳安全倍数大、直径粗,采购价格贵。斜井人车各个岗位工需要6人。架空乘人装置驱动电机功率仅30千瓦左右,运人期间每日节约电费约合650元。所用的钢丝绳安全倍数小、直径细,采购价格便宜,岗位人员只需要2人。3.维护维修试验及可操作性斜井人车提升中绞车的机械设备、电器开关、制动装置、液压系统、操作机构、轨道线路和人车,都设有专职技术工人负责维护、维修。维护费用大,维修成本高。绞车的各种安全保险装置、提升钢丝绳必须每6个月检验。斜巷人车每年都必须做一次空、重载脱钩实验;勾头等连接装置也必须定期做实验。为这些测试和实验所耗费的人、财、物力及影响生产的时间也占相当大。况且这些设备的技术标准要求高,因而为之服务人员的培训费用成本也大。架空乘人装置系统结构简单,操作简易,安全保险装置少,技术含量较低,没有轨道线路和人车。维修、维护费用小,成本低。相应的测试、实验大大减少,培训成本也降低较多。结论:经分析比较,采用架空乘人装置替代轨道斜井人车系统,具有安全可靠性高、运行成本经济、维护维修试验费用低及易操作性等诸多优点。二、相关要求:第三批国家井工煤矿开采禁用设备和工艺要求,不准再使用单体支柱放顶煤采煤工艺。《煤矿安全规程》第373条规定,采用滚筒驱动带式输送机运输时,应遵守下列规定:(四)应装设温度保护、烟雾保护和自动洒水装置。(五)在主要运输巷道内安设的带式输送机还必须装设:输送带张紧力下降保护装置和防撕裂保护装置;(九)带式输送机应加设软启动装置,下运带式输送机应加设软制动装置。第22条运输巷两侧(包括管、线、电缆)与运输设备最突出部分之间的距离,应符合下列要求:(二)生产矿井已有巷道人行道的宽度不符合本条第一款第(一)项的要求时,必须在巷道的一侧设置躲避硐,2个躲避硐之间的距离不得超过40m。躲避硐宽度不得小于1.2m,深度不得小于0.7m,高度不得小于1.8m,躲避硐内严禁堆积物料。第353条矿井轨道必须按标准铺设。主要运输巷道轨道的铺设质量应符合下列要求:(五)轨枕的规格及数量应符合标准要求,间距偏差不得超过50mm。道碴的粒度及铺设厚度应符合标准要求,轨枕下应捣实。对道床应经常清理,应无杂物、无浮煤、无积水。同一线路必须使用同一型号钢轨。道岔的钢轨型号,不得低于线路的钢轨型号。第371条倾斜井巷使用绞车提升时必须遵守下列规定:(一)轨道的铺设质量符合本规程第三百五十三条的规定,并采取轨道防滑措施。(四)串车提升的各车场设有信号硐室及躲避硐;运人斜井各车场设有信号和候车硐室,候车硐室具有足够的空间。《设备完好标准》对胶带输送机规定:4安全保护装置4.1

速度保护、防打滑、防跑偏、断带、满仓等保护装置齐全,灵敏可靠。4.2

两台以上胶带输送机串接运行时,应设联锁装置。5

信号、仪表5.1

信号装置必须声光兼备,清晰可靠。5.2

主提升机胶带输送机各种仪表必须齐全,指示准确,每年校验一次。三、存在问题:(一)井上下轨道采用规格18kg/m(或以下)钢轨,道岔多采用简易道岔,轨道铺设质量差。(二)轨道运输巷躲避硐数量不足,副井车场口缺少信号硐室和候车室。(三)副井车房内无检修起吊设备,地面轨道运输无起重设备。(四)输送机部分电机、减速机不符合完好质量标准,无备用。(五)胶带输送机无自动洒水、张力下降、防撕裂保护和中间急停装置。(六)主斜井二部胶带输送机输送机机头硐室小、基础松动,机身扭曲,需重新安装调整。(七)主斜井二部胶带输送机巷道变形严重,影响安全运输。(八)主斜井一部胶带输送机DTL-800mm主滚筒脱胶在用胶带老化需更换,井下运输大巷DTL-650mm胶带输送机在用胶带老化需更换。(九)副井下段巷道变形严重断面小,提升安全距离不够。(十)矿车数量不足,整体质量差。(十一)副井采用斜井人车运人,运输效率和安全系数低,维护费用高。四、整改方案:(一)轨道都改造成24kg/m钢轨(副井上段已更换480米)。(二)增设轨道运输巷躲避硐和副斜井信号硐室、候车室。(三)副井车房内和地面检修院内安装起吊天车。(四)更换部分电机、减速机,主要设备备用到现场。(五)完善胶带输送机自动洒水、张力下降、防撕裂保护和全线急停装置。(六)主斜井二部胶带输送机输送机机头硐室扩修、基础重新制作并安装调整。(七)扩修主井下段和副井下段巷道。(八)更换主井胶带输送机驱动滚筒和输送带。(九)更新和维修矿车。(十)经多方面比较采用架空乘人装置替代轨道斜井人车系统,具有安全可靠性高、运行成本经济、维护维修试验费用低及易操作性等诸多优点。拟采用架空乘人装置(蹬座可摘挂)运人,安装在副井巷道内,巷道维修工程完成后安装。(十一)前期已完成的项目1.副井人车通讯装置。2.主井信号、照明装置。3.副井信号、照明装置。4.副井上段480米的轨道及地辊更换。5.主井一部胶带输送机电控更换和电源线路更换。6.副井提升机电控系统维修和钢丝绳的更换。7.两节斜井人车换新。8.更换胶带输送机综合保护装置主机4台。五、工时:机电运输系统改造需要105天。六、资金计划:机电运输系统改造需要资金494.11万元。整改项目及资金明细表序号整改项目物资名称型号单位单价(元)数量金额(元)工期备注1井上下轨道更换钢轨24kg/mkg5.510000055000060主要巷道和地面道夹板24kg/m对8240032800鱼尾螺栓M20*90mm套2.216003520道钉13*13*120kg6180010800枕木600轨距水泥枕根4030001200002主斜井胶带输送机检修电机YB2-280M-4台8000018000020新增更换减速机DCY-315台800002160000PVC阻燃6级带,800s米2302000460000驱动滚筒φ800*950套50000150000保护装置PHB168套3600082880008二部基础重新制作、安装套40000140000283井下皮带电机YB2250-4台2000048000012换新后大修减速机台4000031200004更换矿车矿车KFU-0.75m3/1T辆40003012000020新增5探水巷运输铺设轨道24Kg/m钢轨,轨距600米420100042000025物资折合刮板输送机SGD420-40T部20000012000009新增绞车JD-25,660v台75000645000010钢丝绳6*19-φ15.5kg1015001500036060采面运输绞车JD-11.4,660v台350002700005新增钢丝绳6*19-φ12.5kg1050050003慢速绞车JM-14台6000021200008钢丝绳6*19-φ21.5kg10600600047起重设备天车5t,12m台200000120000030副井龙门吊5t,12m台200000120000030检修间安装费台500002100000特种设备检验费台20000240000特种设备8运人装置架空乘人RJY45-28/1000套850000185000060新增安装费套1500001150000外委9扩修二部机头硐室、主副井下段巷道;建造候车、躲避、信号硐室等工程列入工程合计4941120335第五节供电系统现状及整改方案一、供电系统现状:地面变电所10kv双回路电源均来自黄道110kv变电站,其中正常运行的“黄锋”线路(专用线路)来自西母线黄8板,“黄工”线来自西母线黄5板,没有向周边转供电。目前正在建设一趟来自龙润开关站10kv供电线路,准备替换“黄工”线路。“黄锋”线是专用线路,2006年架设完成投入使用,架空线采用LGJ-95mm2型,线路总长度2642m,共设线杆36根线路上断路器和避雷装置齐全。“黄工”线路,是“T”接线路架空线采用LGJ-70mm2型,自变电站至我矿变电所之间线路总长度2106m,共设线杆37根,线路上断路器和避雷装置齐全。矿井地面变电所使用河南森源设计安装的KYN-28A—12型高压配电柜14台、低压配电柜使用河南森源设计安装的GCS型9台,地面变电所高低压接线方式均为单母线分段,中间设联络开关,倒闸操作方便,运行方式灵活,能实现双回路切换。具有短路、漏电、过流等保护。变电所外装有功率补偿装置一套,功率因数显示0.94。由室外一台S11-M-800/10/0.4型800kvA变压器向地面所有380v负荷供电,一台S11-M-400/10/0.4型400kvA变压器备用。室内母排均加装有绝缘护套。变电所内无供电监控系统。另有一台S11-M-315/10/0.4型变压器,专供主井上部胶带输送机使用,电源来自地面变电所10kv。地面共计设置有避雷针13处,接地良好,能满足矿区避雷需要。地面变电所低压担负地面主扇风机、灯房、副井提升机、调度室、监控室、办公区、食堂、消防水泵、生活水泵、检修车间、澡堂、生活区的供电。地面高低压线路大多采用架空铝线供电,多处共杆架设,导线截面也不能满足用电负荷要求。地面变电所内面积小,高压柜备用少,无扩容位置。无功率补偿专用室。地面用电负荷增大。原低压供电线路供电至木料场、职工宿舍、食堂、空压机房、机修厂用电负荷增大,原低压供电线路线导线截面不足,不能满足运行需要。地面低压负荷多集中在800KVA变压器负荷侧,400KVA变压器不能担负地面全部保安负荷(约460kW)供电。井下建有中部变电所和井底变电所,入井供电路线为地面变电所-中部变电所-井底变电所。中部变电所设在三片盘处,井底变电所设在主、副井井底,可实现双回路供电。10kv高压入井,入井一回路采用600米MJV22-3×25型高压电缆;入井二回路采用600米MJV22-3×35型高压电缆,中部变电所至井底变电所均采用MJV22-3×35型高压电缆输送。中部变电所内安装BGP或PBG型高爆开关7台,KBSG-400型变压器2台。设有高压联络开关,具备分列运行条件。井底变电所内安装PJG或PBG型高爆开关5台,没有高压联络开关,不具备分列运行条件。选用盐城市变压器厂生产的KBSG-400/10/0.69和KBSG-315/10/0.69矿用隔爆型干式变压器及济源鑫科矿用电器生产的KBZ系列矿用隔爆型真空馈电开关,向采区配送电,馈电开关均满足负荷要求,整定合格。目前没有掘进工作面,未使用局扇,故未安装局部通风机专用变压器。各个采掘工作面均采用660V电压。井下供电线路均采用矿用阻燃电缆。井上下有个别电气设备属于淘汰或第三批禁止使用型。供电现状与设计不符,供电系统不可靠;复产时需要进行整改达到相关规定要求。前期整改已经完成的项目:1、主副井信号系统。2、主井一部输送机电源线路和电控装置完善。3、井底变电所高爆开关检修。4、主副井电缆吊挂。二、相关要求矿井应有两回路电源线路。当任一回路发生故障停止供电时,另一回路应能担负矿井全部负荷。年产60000t以下(不含60000t)的矿井采用单回路供电时,必须有备用电源。备用电源的容量必须满足通风、排水、提升等要求,并保证主要通风机等在10min内可靠启动和运行。备用电源应有专人负责管理和维护,每10天至少进行一次启动和运行试验,试验期间不得影响矿井通风等,试验记录要存档备查。矿井的两回路电源线路上都不得分接任何负荷。正常情况下,矿井电源应采用分列运行方式。若一回路运行,另一回路必须带电备用,以保证供电的连续性和可靠性。带电备用电源的变压器宜热备用;若冷备用,必须保证备用电源能及时投入正常运行,保证主要通风机等在10min内可靠启动和运行。10kV及其以下的矿井架空电源线路不得共杆架设。矿井电源线路上严禁装设负荷定量器。井下保护接地必须遵照《煤矿安全规程》第482条至第487条的有关规定安装。井下主接地极设在主、副水仓中各埋设1块,局部接地极在每个低压配电点,连接动力铠装电缆的每个接线盒安装,利用电缆接地芯线和铠装电缆铅套及其铠装与主接地极、局部接地极接通,使井下形成一个完整的保护接地网。接地网上任一保护接地点测得的接地电阻值,不得超过2欧姆。每一移动式和手持式电气设备同接地网之间的保护接地用电缆芯线的电阻值,都不得超过1欧姆。三、供电能力核定:(一)电源线路能力计算83万t/a式中A——电源线路的折算能力,万t/a;P——合理允许的供电容量,取W;W——上年度矿井吨煤电耗,22kWh/t。按以下公式计算合理允许供电容量:P==3460kW式中Ix——线路允许载流量,222A;V——两回路电源电压,10kV;ψ——全矿井功率因数,0.90;当线路压降为5%时确定线路允许供电容量:(二)主变压器能力计算58万t/a式中A——变压器的折算能力,万t/a;S——变压器容量,ψ——矿井功率因数,0.90;w——上年度吨煤综合电耗,22kWh/t。由以上计算,确定矿井供电系统能力为58万t/a。(三)入井电缆供电容量校核:两根入井电缆分别为25mm2和35mm2,按以下公式计算电缆YJV22-3×25mm2合理允许供电容量:P==2104kW式中Ix——线路允许载流量查得为135A;V——电源电压,10kv;cosφ——全矿井功率因数,取0.90;完全能够满足井下最大负荷1250kW需求。四、存在问题:(一)“黄工”线高压供电线路,分接负荷较多,供电不可靠。(二)地面变电所内无供电监控系统。(三)地面高低压线路大多采用架空铝线,多处共杆假设,导线截面不能满足用电负荷要求。(四)地面变电所内面积小,高压柜备用少,无扩容位置。无功补偿专用室。(五)地面低压负荷多集中在800KVA变压器负荷侧,400KVA变压器不能担负地面全部保安负荷(约460kW)。供电(六)井底变电所内安装PJG或PBG型高爆开关5台,没有高压联络开关,不具备分列运行条件。(七)矿井电源线路上装有负荷定量器。(八)井下变电所没有局扇专用变压器、开关、线缆。五、整改方案(一)完善双回路供电线路,架设2趟来自龙润开关站的10kv供电线路;保障供电可靠,现有“黄锋”线做为备用线路。(二)完善地面变电所内供电监控系统。(三)将地面食堂(300米)、宿舍(500米)、调度室(200米×2)、空压机(300米)和检修车间(500米)等低压供电线路更换为电缆供电。(四)扩建地面变电所,增设高压柜,新建无功补偿专用室,完善无功补偿设备。(五)更换地面400KVA变压器为800KVA。(六)完善井底变电所高压供电,达到分列运行条件。新增高爆开关8台(联络1台,水泵控制4台,采区变电所2台,备用1台)。(七)扩建井底变电所满足增加设备需要。(八)设一台200KVA局扇专用变压器在中央变电所内,配齐开关、线缆。六、资金计划:供电系统改造需要资金913.3万元。整改项目及资金明细序号整改项目物资名称型号单位单价(万元)数量金额(万元)备注1完善“双回路”供电先锋-龙润10kv线路10kv,4.8km套2801280正在施工先锋-龙润10kv线路210kv,5km套3401340新增2地面低压供电完善更换成电缆共计约2000米项38.5138.5低压供电变压器S11-M-800/10台101103地面变电所改造后台监控室15平米套313防火玻璃幕墙、门4地面变电所高压系统改造变电所监控系统TD-2000套515新增高压开关柜KYN-28A-2台10440新增无功补偿装置10kv套30130新增5井底变电所供电完善高爆开关PBG47-200/10台4728含水泵开关3台6中央变电所供电增设变压器KBSG-200/10/0.69台515局扇专用专用开关KBZ-200/660台248专用电缆MY3×35+1×15米0.01880014.4高爆开关PBG47-200/10台4147局扇供电自动倒台开关QBZ-80×2/660台144电缆MY3×16+1×10米0.01540068060采面供电馈电开关KBZ-200/660台122真空启动器QBZ-120N/660台133电缆MY3×50+1×16米0.02260013.2综保ZBZ-4.0台0.510.59架空乘人供电馈电开关KBZ-200/380台122真空启动器QBZ-120/380台155电缆MY3×50+1×16米0.02260013.2综保ZBZ-4.0台0.510.510探水巷供电馈电开关KBZ-400/660台133真空启动器QBZ-120N/660台177真空启动器QBZ-400/660台1.546电缆MY3×70+1×25米0.03120036综保ZBZ-4.0台0.510.511采掘信号装置信号线MY3×2.5+1×1.5米0.00215003信号装置127v套0.1252.5合计=SUM(ABOVE)913.3第六节排水系统现状及整改方案一、排水系统现状:矿井设计正常涌水量130m³/h,最大涌水量260m³/h;现实际矿井正常涌水量137.5m3/h,最大涌水量277.4m3/h,主、副水仓实际容量1500m3。采用上海水泵一厂生产的PJ150×6型水泵两台(一用一备),扬程384.9m,额定排水量300m³/h,电机型号YB560S1-4,功率500kW,额定电压10kv;检修水泵采用MD(m)155-67×5型水泵两台,扬程,335m,排水量155m³/h,电机型号YB2355M1-2,功率220kW,额定电压660v。主排水系统供电均来自井底变电所。2台PJ150×6型水泵供电采用QJGZ-50/10型高压真空启动器和DKBG-1000/10型高压电抗器控制;2台MD(m)155-67×5型水泵供电采用QBZ-400/660型真空开关和QBR-400/660型低压软启动装置控制。检修水泵采用MD(m)155-67×5型水泵,与主排水泵型号不一致,不便于安全管理和设备管理。两台水泵及电机质量差,效率约为57%,不满足矿井安全可靠排水要求。采用两趟φ159×7mm的无缝钢管排水。主副井各设一趟管路直达地面,管路长度均为830m,实际管路流速不经济(经济流速一般在0.9—2.3m/s)。V为管道流速Q为管道内流量为0.075m3/sS为管道横截面积S=π·R2=3.14×0.0.07252=0.0165m2故:单管排水流速V单=4.54m/s双管排水流速V双=2.27m/s矿井水仓容量1500m3,满足《煤矿安全规程》要求。正常涌水量在1000m3/h以下时:V≥8Qs(m3)式中:V―主要水仓的有效容量,m3Qs―矿井每小时正常涌水量,137.5m3/h则,V=1500m3/h≥1100m3/h矿井水仓满足要求。20Bn1020Bn104Pn20Bm10420Bm104Pm2、Am=330 (万t/a)式中:An―排正常水时的能力,万t/aBn―工作水泵小时排水能力,(260m3/h)Pn―上一年度平均日产吨煤所排出的正常涌水量2.81m3/tAm―排最大涌水时的能力,万t/aBm―工作水泵加备用水泵的小时排水能力534(260+274)m3/hPm―上一年度平均日产吨煤所排出的最大涌水量,8.76m3/t则:排正常涌水时的能力为An=61万t/a。排最大涌水时的能力为Am=39.1万t/a。二、相关要求(一)《煤矿安全规程》第278条规定:1.水泵:必须有工作、备用和检修的水泵。工作水泵的能力,应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量(包括充填水及其他用水)。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%。工作和备用水泵的总能力,应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。水文地质条件复杂的矿井,可在主泵房内预留安装一定数量水泵的位置。2.水管:必须有工作和备用的水管。工作水管的能力应能配合工作水泵在20h内排出矿井24h的正常涌水量。工作和备用水管的总能力,应能配合工作和备用水泵在20h内排出矿井24h的最大涌水量。3.配电设备:应同工作、备用以及检修水泵相适应,并能够同时开动工作和备用水泵。(二)《煤矿安全规程》第273条规定:水文地质条件复杂或有突水淹井危险的矿井,应当在井底车场周围设置防水闸门或在正常排水系统基础上另外安设具有独立供电系统且排水能力不小于最大涌水量的潜水泵。三、存在问题:(一)两台MD155-67×5水泵及其电动机与主排水泵型号不一致,不便于安全管理和设备管理。两台水泵及电机质量差,效率约为57%,不满足矿井安全可靠排水要求。(二)现有2趟ø159×7排水管路不能适应现有矿井排水泵的需要,排水不经济。(三)无法建设完善的防水密闭门。四、整改方案:(一)将MD155-67×5水泵淘汰,在原有基础位置换上1套PJ150×6型水泵。主排水泵形成3台PJ150×6型水泵和1台MD155-67×5水泵;对排水管网进行改造实现每台水泵都能从任一趟水管排水;单台PJ150×6型水泵利用2根ø159管路排水流速约为2.25m/s,接近经济流速(1.2~2.2m/s);单台PJ150×6型水泵利用ø273管路排水流速约为1.5m/s,在经济流速范围内。(二)增设一趟ø273×7mm排水管道,将原有2根ø159管路并用,形成2趟排水管路降低管内排水流速;达到安全可靠经济排水需要。(三)增加2台大功率潜水泵及配套供电设备,潜水泵卧式安装在水仓内,配套供电设备安装在中部变电所内;做为应急排水备用,排水管路使用ø273×7mm排水管,管内流速1.583m/s。五、工时:排水系统改造需要87天。六、资金计划:排水系统改造需要资金230.26万元。排水系统改造资金计划表序号整改项目物资名称型号单位单价(元)数量金额(元)备注1将一台检修泵更换排水泵PJ150*6台5000001500000含电控部分安装费项40000140000外委2铺设一趟排水管路无缝钢管Ø273*7mmKg6.541749.2271369.8909m快速接头Ø273*7mm管道用个10010010000逆止阀DN273个126232898截止阀DN273个138243312机制弯头Ø273*7mm管道用个153162448安装费项80000180000外委3增加潜水泵二台大功率潜水泵BQS140-30×11-260,660v套3000002600000含电控部分矿用防水电缆MY3×120+1×50/1kv米1000400400000防爆启动装置RJR-400/660台40000240000安装费项40000140000外委4泵房底板加高水泥C20吨3402068005沙m3752418006石子吨805040007出口防火防水密闭门密闭门道500002100000含设计与安装费用8泵房与

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