矿井防尘系统改造和防灭火系统设计.docx
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矿井防尘系统改造和防灭火系统设计
矿井防尘系统改造和防灭火系统设计
第一章概况
第一节矿井基本情况
大阳泉矿井是一个新型的现代化矿井,井田面积是9.7平方公里,还有地质储量8878万吨,可采储量5290万吨,现矿井开采煤层为12#和15#两煤层,煤层赋存稳定。
根据以往煤层爆炸指数鉴定分别12#煤为9.19%,15#煤为8.47%,煤尘无爆炸性,但15#煤易自燃。
矿井2004年沼气等级鉴定32.9m3/T,为高沼气矿井。
矿井正常涌水量300~500m3/d,矿井采用中央并列抽出式通风,今年通风改造完毕后,将形成三个进风井,两个回风井,风量由现在8000m3/min提高到13000m3/min,主扇更换为BD—II—10—№35轴流式风机,电机功率为710KW,一台工作,一台备用,以满足矿井长远发展180~200万吨的需要。
第二节矿井生产的基本情况
一、生产情况:
现矿井配备一台4MG200—W1采煤机,支掩护支架,布置一个综放工作面。
今年四月份在12#煤布置一个薄煤层综采。
年底左右在15#煤层中再布置一套重型综采工作面。
掘进工作面配备二台EBZ—90煤巷综掘机和配备三台EBG—120TP半煤岩综掘机,准备在12#煤层中再布置一台EBG—120TP半煤岩综掘机。
另外配备两个炮采掘进面。
二、回采工艺:
采煤工作面沿走向布置,倾斜长壁式回采。
第二章矿井防尘现状
1985年矿井地面建立一个容量为300m3两个静压水池,用6寸铸铁管从静压水池回风井变径为4寸焊管入井铺设到井下运输大巷,之后再用2寸管和4寸管分别向12#煤、15#煤布置防尘系统,工作面均为2寸防尘管路。
矿井先后1992年和1997年进行了防尘系统完善,但随着时间的推移和采区的不断延伸,原有的防尘管路管壁腐烂,承受不了该点压力,经常出现破管漏水现象,急需要更新。
加之随着生产能力和机械化程度的提高,产尘量相应增加,因此,井下用水量也随着增加,现在井下的防尘设施已达不到防尘标准化要求。
按照公司矿井标准化建设奋斗目标,确保安全生产真正做到以人为本,大阳泉矿井急需要对现防尘系统进行彻底改造。
第三章矿井防灭火现状
矿井自正式布置工作面,分别在3#煤回采7个面,6#煤2个面,12#煤13个面,15#煤18个面共计40个工作面。
由于3#、6#、12#煤层厚度均属于中厚煤层,在回采时能一次采全高,采空区遗煤量很少,因此没有出现煤层发火。
15#煤属于厚煤层,回采方法分别采用了仓房式,长壁机采分层开采,综采放顶煤回采。
15#煤在回采8113工作面以前,仅有8115工作面出现过一次着火现象,但随着综采放顶煤技术自8113工作面的应用以来,先后在8116和8117工作面出现三次明火。
8118和8119工作面也出现一氧气化碳,给矿井的安全生产带来了很大的隐患。
为此,在上述地点防灭火过程中,我们先后采用了二氧化碳气体灭火、封闭火区注水、注胶等方法进行了防治,使火灾得到了控制。
但从长远发展来看,现有的防灭火手段不能满足彻底治理煤层自燃的要求。
由于矿井属于高沼气矿井,我们要认真吸取铜川陈家山事故教训,必须学习兄弟单位防灭火先进经验,建立永久的防灭火灌桨系统,填补这项空白,使矿井煤层自燃根源上得到治理,消除隐患。
第四章防尘设计
第一节设计依据
依据原中煤安字(90)第171号和第172号《关于颁发矿井综合防尘标准及检查评级办法》以及2004版煤矿安全质量标准化及考核评级办法等要求去改造完善现有的防尘系统及设施。
第二节水源及水质要求
一、防尘洒水系统采用静压供水。
水源采用自来水供给,经本设计计算,全日井下日总用水量为1008m3/d。
二、防尘洒水水质要求:
根据煤矿井下粉尘防治有关水质标准,要求水源水质符合以下几点要求:
1、大肠杆菌每升中不超过3个。
2、DH值应为6~9.5范围内。
3、悬浮物含量不超过150mg/l,粉径不大于0.3mm。
4、总硬度不超过20度。
根据2002年取样化验结果如下:
矿坑水:
1大肠杆菌每升中18个。
2、DH值7.53。
3、悬浮物含量138mg/l。
4、总硬度不超过506度。
对以上化验结果来看,大肠杆菌和总硬度超标,因此在使用时必须进行消毒、软化处理,才能满足水质要求。
第三节防尘管路布置
通往井下的防尘管路布置从自来水静压水池接管到总回风井,经总回风大巷至一联巷,再由一联巷进入+630水平运输大巷,再向12#煤和15#煤采区的巷道和工作面用水地点供水。
依据本章第一节设计依据,针对矿井现有巷道实际情况,矿井采区主要在皮带运输大巷内布置主管,其它巷道内都必须布置上支管路。
矿井所有皮带运输巷内管路每隔50米,其它巷道内管路每隔100米设一个三通阀门,工作面的三通阀门连接胶管,以便冲刷顶帮及落煤洒水,各硐室交口留设三通阀门既冲洗积尘,又兼作消防用水。
需要布置水幕的地点有:
1#主井口往下50米处;3#井口往下50米处;+630水平入口往里50米处;主翻笼机下风测50米处;集中煤仓下口下风侧50米处;距集中煤仓上口的12#皮带巷;15#上仓巷50米处;+630水平12#、15#入口处,+570水平车场;15#轨道下山距12#—15#材料入口50米处;以及回采面距上下安全出口50米处;掘进面距掌头50米处;12#、15#采区回风大巷入口等处。
要求水幕灵敏、可靠。
需要安装喷雾自动化的地点:
井下采、掘利用皮带运输的巷道内转载点、装载点和卸截点。
炮掘工作面必须距工作面20米左右安装,冲击波风水自动喷雾器,机掘工作面除安装除尘风机,内外喷雾良好。
综采面采煤机喷雾好,液压支架应安装自动和手动喷雾系统,另外煤层注水。
第四节主要设施及技术特征
1、4MG200—W1采煤机:
耗水量200L/min;压力3MPa。
2、薄煤层采煤机:
耗水量200L/min;压力3MPa。
3、大综采:
耗水量250L/min;压力3MPa。
4、EBZ—90煤巷综掘机:
耗水量45L/min;压力1.5MPa。
5、EBG—120半煤岩综掘机;耗水量50L/min;压力1.5MPa。
6水幕:
KJ—III型:
耗水量14L/min水压;0.3—0.5MPa。
KXZ—I型:
耗水量21L/min水压;0.3—0.5MPa。
鸭咀式喷头:
耗水量15L/min;水压0.3—0.5MPa。
消火栓:
耗水量15L/min;水压0.3—0.5MPa。
第五节矿井洒水系统设计流量
一、矿井防尘供水系统给水量(参照上述参数)
1、回采机机组支架设备给水量:
Q采=Q重+Q轻+Q薄
=250+200+200=650L/min
2、综掘工作面给水量:
Q掘=Q煤+Q半煤岩=(45×2)+(50×4)=290L/min
3、矿井洒水器给水量:
(1)井下设计水幕30个
Q水幕=K·g
式中Q水幕——矿井水幕设计用水量
K——水幕同时工作系数0.6
g——水幕流量15L/min
Q水幕=0.6×30×15=420L/min
(2)回采面和掘进面转载点、卸载点洒水给水量
回采面运输顺槽按4个计算,掘进面接3个计算
矿井最多布置3个回采面和8个掘进面
Q喷咀=K·g
式中:
Q喷咀——矿井转载洒水器流量L/min
K——洒水器同时工作系统0.9
g——洒水器流量L/min
Q喷咀=0.9(3×15+8×15)=148L/min
4、煤层注水
每分钟给水量300L/min(一台注水泵为150L/min)
5、冲洗巷道(鸭咀式喷头)
矿井每日大巷使用4个即可满足要求,回采面需6个,掘进面需8个
Q喷头=18×15=270L/min
6、矿井防尘系统给水量:
Q矿井供=K1×K2(Q采+Q掘+Q水幕)
=1.05×1.1(650+290+420+148+300+270)=2400L/min
式中:
K1——管道漏水系数1.05
K2——不可预见富余系数1.1
二、矿井设计防尘系统每日用水量:
根据井下实际,所有设备不可能连续24小时用水量,因此,结合采煤机、综掘机每班工作效率,一般工作时间在4小时左右。
因此,每日用水量时间以14小时计算,即可满足要求。
Q矿井用=14×2400×60/2000=1008m3/d
三、参照以上计算结果,管路选型时依据矿井给水量,静压水池依据用水量。
考虑井下用水量时间和留有富余系数,场上的前提下,也可满足要求。
第六节矿井设计防尘系统管路选型
根据矿井设计用水量,每日用水量(12小时)为1728m3/d,进行计算选型:
一、1、已知:
矿井用水量Q用=1728m3/d=144m3/h=2.4m3/min=0.04m3/s,Ф150㎜管面积S面=0.0176715m3。
求:
管路流速。
解:
V=Q用/S面=2.2635m/s
根据《机械工程手册》查表,给水总管允许流速(工业用水)Vyx=1.5~3m/s,所以主管流速在范围内,符合要求。
2、管径计算:
d=1128√Q用/V=149.95mm,所以管径选用Ф150mm在允许范围。
3、防尘下水管为静压管路,损失扬程为负值,阻力忽略不计,不进行计算。
由于防尘管路属分枝管状布置,存在分流管压损失。
分流后压力下降及长久使用并不排除耗水量增加。
故建议选用主管路管径为Ф200mm。
4、计算总管路末端管压(垂压)地点在12#集中煤仓上口处。
已知:
地面防尘静压水池标高为870米,12#集中煤仓上口标高为537米,地面水池至煤仓上口垂高差为333米。
求:
12#集中煤仓出口处水管垂压力。
解:
查表得1mmH2O=9.8Pa,1Kgf=9.8N/m,1Mpa=9.8Kgf/cm2
换算得1mmH2O=9.8Pa=9.8N/m=1Kgf/cm2=0.098Mpa
所以:
333m高差÷9.8N/m=33.98N=33.98Kg/cm21Mpa=10.2Kgf/cm2
33.98Kg/cm2÷10.2Kg/cm2=3.33Mpa(理论垂压)
根据计算:
12#集中煤仓处水压为3.33Mpa。
二、管路布置:
1、主管路使用Ф200mm,其管路长2600m,其中铸铁管900m,焊管1700m,通往井下的防尘管路,水源来自地面标高870m的1000m3清水池,经4号井口入井,过总回风巷大巷至一联巷,再由一联巷进入+630水平运输大巷,经15#进风巷至12#进风轨道巷,经2116进风到集中煤仓上口。
2、采区分枝管路:
(1)从集中煤仓分枝一路管径为Ф150mm的主管,沿12#皮带巷敷设,直至采区边沿。
(2)从集中煤仓分枝一路管径为Ф150mm的主管,沿15#皮带巷敷设,直至采区边沿。
12#、15#工作面及皮带巷、轨道巷等处用水,可根据用水量大小选用管径Ф100mm或Ф50mm焊管敷设。
第五章关于630水泵房排水至870的选型设计的初步计算
一、已知:
矿井正常涌水为Q=80m3/h,最大Qrm=100m3/h,正常涌水系数为Tn=300d,排水高度为870-630=240米,r=10000N/m3,L=800米,选择排水设备。
二、计算:
(一)水泵初选
1、水泵必须的排水能力
正常涌水量:
QB=1.2×Q=96m3/h
最大涌水量:
QBmax=1.2×Qrm=120m3/h
2、水泵必须的扬程:
HB=(Hp+Hn)/ηg=(240+5)/0.78=314米
3、预选水泵的型式:
根据计算的所得流量QB和扬程HB初步选用DF155-30×10水泵,该水泵技术参数为:
QHn必须汽蚀允许吸上真空高度效率
DF155-30×101003253.26.961
200KW15530014803.96.3721852754.85.572
所选水泵级数为:
I=HB/hi=314/30=10.47级,取11级。
根据:
经济高效的原则,不宜选用此型号水泵,但此流量泵只有这一型号适用,所以选用DF155-30×10,流量为100m3/h扬程高度325米,效率为61%,200KW水泵,r=1450转/分。
4、校验水泵的稳定性:
因为:
Hsy=Hp+Hx=240+5=245米,而H0=iHi0=10×30=300米
所以:
Hsy=245<0.9×300=270米,满足水泵的稳定性要求。
5、水泵台数的确定:
工作水泵台数:
n1=QB/Qe=96/100=0.96,取1台;
备用水泵台数:
n2≥0.7n1=0.7×0.96=0.672,取1台;
检修水泵台数:
n3≥0.25n1=0.25×0.96=0.25,取1台。
故选用DF155-30×10型水泵3台,正常涌水时,1台工作,1台备用,1台检修;最大涌水时,两台工作,1台检修。
(二)管路的选择计算
1、管路趟数确定:
根据原则为两趟设置,一趟工作,一趟备用。
2、管路在泵房中布置,如原图设计(现有两趟排水管布置图)。
3、管材选择:
选用焊管。
4、管径计算:
(1)排水管内径:
取排水管经济流速Vp′=1.8m/s,则:
dp′=√Qe/(900π·Vp′)=√100/(900π×1.8)=0.14m
取内径为φ150×6的焊管。
(2)吸水管内径:
取吸水管的经注流速Vx′=1m/s,则:
dx′=√Qe/(900π·Vx′)=√100/(900π×1)=0.188m
取内径为φ200×6的焊管。
5、排水管壁厚的验算:
δ=1/{1+2P/[2.3×(R-6.5×106)-P]}×{Pd/[2.3×(R-6.5×106)-P]+C}
=1/{1+2×1.1×104×245/[2.3×(60×106-6.5×106)-1.1×104×245]}×{1.1×104×245×0.159/[2.3×(60×106-6.5×106)-1.1×104×245]+0.002}
=0.0054m
=5.4mm
因为6>5.4,所以取内径为φ150×6的焊管,满足要求。
结论:
根据选型计算,从+630中央泵房一泵上水顶到+870水平1000方静压池,水泵选用
方案1:
DF155-30×10,200KW,1450r/min水泵3台,更换原DF155-30×7,160KW,1450r/min水泵2台和4KA-8×6,115KW泵一台。
注此泵为机电科资料中最大泵,且应为:
流量Q=155m3/h,扬程H=300m,为经济运行,但因扬程不够,降低流量为Q=100m3/h,提高扬程为H=320m使用。
如井下水大时,可从副井口卸压排出,此时流量可达Q=100m3/h,满足排水要求。
方案2:
可先购置2台DF155-30×10,200KW水泵,一台使用,一台备用,并保留一台DF155-30×7,160KW水泵(可顶到副井井口外排水用),达到一用一备一检修规程要求。
(另注:
退下来的DF155-30×7,160KW水泵达不到+480中央水仓往+630水平中央泵房排水扬程要求)。
三、管径选用Φ150mm内径,壁厚δ=6mm焊管,L=800m,根据管径计算,焊管必须保证6mm厚壁,方可安全运行。
原铺设630中央泵至副井口排水管壁厚不够应更换。
两趟排水管中其中一趟并延长敷设至870静压水池。
四、改造需材料器件表:
(附后)
注浆管如选用Φ150mm管注浆,走向与防尘清水管并行,管长到12#集中煤仓上口为2600米,12#、15#各500米,需管共计3100米。
五、需要材料器件表:
(附后)
第六章防灭火灌浆设计
一、用黄土和粉煤灰注浆材料的可行性
1、概述:
虽然在井下各地点合理设置了各种通风设施,但由于各种因素影响,仍不可避免存在着漏风问题,从而直接导致煤炭的自燃。
就拿矿井15#煤层中巷道布置而言,所有巷道都布置在煤巷当中,煤层中布置的工作面在回采前,在解放了上部的12#煤层同时还得进行邻近层抽放,否则,回采过程中瓦斯涌出量很大。
这样以来,虽然解决了瓦斯,但是,如果上部12#煤采空区封密不严,再有邻近层抽放,从而增加了15#煤层中工作面采空区的漏风量,很容易导致采空区内遗煤自燃。
现在虽然我们参照邻近矿井管理先进经验,及时进行调整上、下煤层压差,但受人为因素影响管理难度很大,通过考察山东煤矿防治火经验,建立永久的防灭火系统及预测预报监测系统,势在必行。
2、用黄土和粉白灰注浆材料的可行性:
(1)、黄泥作为灌浆材料,其规定要求共成份含量范围:
S:
O2在43.18-71.18%AKO3在9.15-17.83%
FeO3在3.1-10.12%CaO在0.42-8.3%
MgO在0.05-6.6%SO2/AKO3在2-4%。
颗粒组成:
粒径应小于2mm,细小颗粒(0.05mm)应含60-70%,比重为2.4-2.8
(2)、用粉煤灰作为注浆材料,参照山东许厂矿井实际工作当中要求,其成份基本接近黄土性质的要求。
(3)、可行性概述
由于大阳泉矿井地处山区,虽然周边黄土较丰富,我们可主是灭火材料先取黄土,但存在破坏耕地和环境污染问题,如果黄土资源以后缺乏,价格昂贵,我们再取用周边电厂的粉煤炭 。
二、灌浆系统,方法及有关参数的确定
由于矿井自燃发火期较短,自燃发火主要在采空区浮煤中发生,所以本设计采用随灌和洒浆配合使用。
注浆管布置在回风顺槽中(当采用上行通风时,布置在运输顺槽),随工作面的推进在顺槽放顶前,预先铺好灌浆管,放顶后立即开始灌浆,埋入采空区的管长一般10-15m为防止冒落岩不损管,埋管时应采取防护措施,按放顶步距用回柱绞车逐渐向外牵引管路,牵引一定距离,灌一次浆。
三、灌浆站系统与工艺流程
注浆时,将黄土或粉煤灰以及阻化剂运入拌浆池,通过拌浆机把浆体拌均匀,利用静压(或注浆泵)通过管路送入采空区。
四、灌浆参数的计算及选样
1、灌浆站的工作制度
考虑矿井回采为二采一准,故灌浆站二班灌浆每班灌浆时间5小时。
2、灌浆所用黄土(粉煤炭)量
(1)、每日灌浆所需黄土(粉煤灰)量
Q=KG/r煤
式中:
Q-月灌浆黄土(粉煤灰)所需量
G-矿井日产量
K-灌浆系统0.03
r煤-煤容重1.45
Q土=0.03×5000/1.45=103.4m3/d
(2)、每日制浆用水量
Q水1=QÓ
式中:
Q水1-制浆用水量
Ó-泥水比例数4
Q1-日灌浆需黄土(粉为灰)量
Q水1=103.4×4=413m3/d
(3)、每日灌浆用水量
Q水2=K水Q水1
式中:
K水-用于冲洗管路防止堵塞的水备量用系统1.1~1.5
Q=1.1×413=454.3m3/d
(4)、每日灌浆量
Q浆1=(Q土+Q水)M
式中:
Q浆1-每日灌浆量m3/d
M-泥浆制成率0.91
Q浆1=(103.4+413)0.91
=470m3/d
Q浆2=Q浆1/nt
式中:
Q浆2-每小时灌浆量m3/d
n-每日班数
t-每班灌浆时间
Q浆2=470/2×5=47m3/d
五、泥浆的制作
1、取材料方式
黄土(粉煤灰)要破碎机绞成未状固定筛再用铲平上料,材料要符合第一章节所述要求。
2、灌浆站
便于就近灌浆,灌浆站设在风井附近的矸山上。
工作制度全年330天。
3、灌浆站主要设施
泥浆搅拌池容积
(1)、灌浆站建两座50m3的泥浆搅拌池,轮换使用且向出口方向应有5%的坡度,在泥浆出口处设置算子,并有运送渣料设备,制浆方式采用搅拌机搅拌,每小时注47m3/min,所以轮换使用即可满足要求,
(2)、泥浆搅拌池的布置
泥浆搅拌池布置在矿回风井正北方向,把井下排水系统接到搅拌池。
4、泥浆制浆方式
利用机械搅拌,选用行走式搅拌。
泥浆搅拌
黄土被送入泥浆池浸泡后待土质松软即可进行搅拌。
泥浆深度由供水管的控制阀调节。
泥浆搅拌均匀后,经泥浆池出口通过两层孔径分别为15mm和10mm的过滤筛流入灌浆管,然后送入井下注浆点
5、灌浆站制浆系统与工艺流程
六、灌浆管路的选择计算
1、由于制浆给设置在风井正北方向的矸石山下,因此,以流速为47m3/n,选用管路,查《设计手册》,地面干管选用铸铁管,井下选用无缝钢管,参照采矿工程设计手册表8-8-34确定临界流速,在设计中,泥浆给定后,根据实际流速必须略大于临界流速。
2、实际工作流速计算
V=4Q/3600Πd
式中:
Q—每小时灌浆量m3/n
V—实际流速
d—管内径m
3、主管的选择
地面选用d114×6铸铁管,临界流速为1.453m3/s
主管实际流速为
V=4×47/3600×3.14×0.1022=1.60m3/s
V实>V临
井下主管选用Φ114×6无缝钢管,其参数与地面主管相同
4、支管的选择:
井下支管选用89×6的无缝钢管,临界流速为1.32m3/s
V=4×23.5/3600×3.14×0.0772=1.39m3/s
V实>V临
七、灌浆管路布置
1、输浆倍线:
灌浆喇叭口至工作面灌浆管出口间管路总长度∑L与管路首未两端高差∑H之比,称输送倍线。
N=∑L/∑H。
倍线与水之比,土质井下灌浆管路布置等因素有关。
当借自然压火输浆压力不够或倍线不能满足要求时,就得用PN型泥浆泵加压。
参照设计手册表8-8-40中国内其它矿井实际工作中,井上下高差接近300米,管路总长度2600—3000m的矿井,输送倍线7—9。
本矿井输浆站到8121工作面高差300m左右,输浆管路长度近4000m。
N=4000/380=10
2、灌浆管路布置
灌浆管路由矿井逐渐向下山延伸,高差越来越大,为了避免斜管与平管相连处压力最大,在下山长距离倾斜巷布置时,应采用阶梯式布置。
灌浆事故的预防措施:
(1)、必须做好上、下一切准备工作后,通过电话联系,才能进行灌浆工作。
(2)、要做好灌浆记录工作,准确计算灌浆量和流水量,特别是要注意灌浆区的滤水量,如一旦发觉水停滞时,必须立刻停止灌浆工作,并应采取一切可能的措施,将灌浆区内的积水排放出来。
3、要加强灌浆区周围的观测工作,要特别注意工作面进风侧隅角临时挡浆设施以及井下采空区密闭后灌浆周围情况,如果发现裂缝或灌浆区内压力超过允许值,则应立即停止注浆工作。
八、注浆管的磨损与翻转
1、地面是铸铁管易维护,确定2年翻转60°,这样可翻5次,服务15年。
2、井下管路受环境因素影响,翻转困难,视磨损情况而定,按3年翻转90°,能服务12年。
矿井防尘系统改造和防灭火系统设计
大阳泉煤炭有限责任公司
二○○五年一月二十三日