联合试运转报告.docx

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联合试运转报告

**市**煤矿扩建工程

联合试运转报告

二○○九年四月二日

**市**煤矿

扩建设计联合试运转验收会审意见

职务

签名

时间

意见

生产队长

机电队长

通风队长

安全科长

生产技术科

生产矿长

机电矿长

安全矿长

总工程师

矿长

**煤矿扩建项目概况

**市**煤矿是“六证齐全”的地方国有煤矿，1995年经**市煤炭局批准成立，**市能源科技开发部为办矿单位。

矿井1996年开始建井，1998年完成矿井一期工程，形成年产3万吨生产能力，做为**市重点规划的骨干矿井，2000年经过技术改造，建成设计年生产能力9万吨的矿井。

2007年省经委270号文复核定矿生产能力为8万吨，主要开采原**矿务局**矿遗弃的平衡表外储量D、E组煤层和C13煤层，目前矿井在册职工300多人。

**市**煤矿扩建工程于2007年3月份开工，扩建初期井筒及其相关硐室、装载硐室、井底车场、管子道及煤仓等由**市进扬注浆工程有限公司施工。

其它井巷工程及工作面为本矿自营施工，自营扩建工程为二水平车场及回采工作面等，扩建工程总工程量3857m，到2008年9月井巷工程全部完成，2008年9月下旬安装工程与设备调试等同步进行，到2009年元月工程全部结束。

矿井井巷、土建和安装工程经**市地方煤矿科技中心验收合格。

一、矿井联合试运转领导机构及成员

矿成立联合试运转指挥部：

总指挥：

***

副总指挥：

*********

1、采掘系统

组长：

***

成员：

*********

2、机电运输系统

组长：

***

成员：

******

3、通风系统

组长：

***

成员：

*******

二、联合试运转起始时间

经地方煤矿科技中心批准，联合试运转于2009年1月21日开始。

三、矿井分系统安全设施设计要求及实际建设情况，测试结果

1、采掘系统测试情况

矿井采用立井、斜井、石门贯通各煤层的开拓方式，开采煤层为C、D、E组，可采储量199万吨，服务年限为15年。

矿井定编成立2个采掘队，定员：

采煤工180人，掘进工120人。

矿井采用长壁采煤法，首采面位置：

西翼二水平上顺槽标高-129m，工作面下顺槽标高-140m，工作面斜长约30m。

采用全部垮落法管理顶板，支护方式：

采用DZ22-30/100单体液压支柱、HDJA-1000金属链接顶梁，工作面运输采用SGB-30型刮板运输机。

工作面风巷向外10m、20m范围内，分别用2排和1排单体液压支柱、矿用工字钢架挑走向挑棚。

测试过程：

采煤工作面采用正规循环作业，两班采煤，一班回柱放顶。

工作面编制专门的放顶措施，工作面向前推进中，周期来压没有显现。

截止到2009年3月31日工作面安全回采49m，平均日产130吨，最多日产150吨，已安全生产煤炭4200吨。

通过试运转及测试认定，回采工作面采煤方法、支护选型、顶板管理控制、上下顺槽安全出口巷道支护及断面，通风管理，瓦斯监测监控等符合设计要求，能够满足矿井安全生产的需要。

测试人员：

*******

2、工作面支护强度验算

⑴、顶板压力预计

Q=M×K×R

式中：

Q─预计顶板压力（MPa）M─采高（m）K─增载系数，一般取6～8，老顶级别越高K值越大。

R─顶板岩石平均容重2.5（T/m3）

Q=1.4×7×2.5=24.5（T/m2）

⑵、支柱型号及最大支撑能力

工作面选用DZ22-30/100型单体支柱，其最大工作阻力P为30T/根。

⑶、支护密度设计

Z=（Q/P）×γ

式中Q意义同上Z─支护密度（根/㎡）

P─支柱最大工作阻力T/根

γ─安全系数（根据顶板条件及相似条件工作面情况选定）

Z=（Q/P）×γ=（24.5/30）×1.8=1.5根/㎡。

⑷、确定排柱距

根据工作面每次开帮距离为1000mm，确定采面支柱的排距为1000mm，根据上面算出的支护密度，相应可确定柱距为500mm。

结论：

工作面设计支护强度为Z×P=1.4×30=42T/㎡＞Q=24.5（T/m2），通过对比、验算，证明设计的支护强度能满足工作面支护要求。

DZ22-30/100型单体支柱符合要求。

工作面生产能力为130吨/日，日推进度m，月产量3900吨。

测试人员：

******

3、通风系统测试情况

矿井有1个进风立井，1个回风立井，通风方式为中央并列式，采用全负压抽出式机械通风。

选用FBCZ№13，n=1450r/min风机，配55KW电动机两台，一台使用、一台备用。

目前矿井总进风量为914m³/min，总回风量为955m³/min。

主要通风机安装完毕后，经**市地方煤矿科技中心验收认定合格，同意使用。

2009年1月21日，委托**煤矿矿用安全产品检验中心对两台风机进行检测，检测报告编号分别为AMJ-TF-09-B003、AMJ-TF-09-B004，检测结果判定均为合格。

2009年3月14日委托安徽理工大学能源与安全学院进行了通风阻力测定，测定结果：

矿井通风系统设施较齐全，主要进回风巷道维护较好，说明矿井通风管理水平较高。

根据风机检测资料，在用抽风机（备用抽风机）现在运行工况点位于通风机特性曲线驼峰点的右下方单调下降的曲线上，说明通风机处于安全运行状态。

在用抽风机的效率为68.04%（备用抽风机的效率为63.42%），说明风机处于经济运行状态，运行效果良好。

进、回风井之间和主要进、回道之间联络巷设2组（四道）正、反向风门，地面抽风机房回风井口设1组（两道）正、反向风门。

在长期不用的联络巷及通向采空区的巷道内设置永久密闭墙，在部分用于行人、运输的巷道内设置永久风门。

矿井建立健全了瓦斯管理制度，安装了KJ70N煤矿安全监控系统，掘进头和采煤工作面安装了风电、瓦斯电闭锁，制定了瓦斯检查员巡检路线及“三对口”制度，严格执行“一炮三检”。

同时采用严把“三关”的办法，即测气员全面查测，采煤工作面、掘进头悬挂瓦斯便携仪，监控探头实时监测，对矿井瓦斯变化状况实行全方位检（监）测，以保证安全生产。

矿井制定了防尘管理制度，铺设了干管为11/2＂钢管的洒水灭尘管路，在各装煤（矸）点，转载处安装了喷雾降尘装置。

主要巷道由通风部门负责洒水灭尘，掘进巷道及采煤工作面由生产单位负责洒水灭尘。

在严格执行“一炮三检”的基础上，由测气员和跟班安全员狠抓炮前、炮后洒水灭尘工作，同时每年由通风部门对主要巷道进行一次刷白。

测试过程：

通风系统于1月21日试运行，在此期间，每天安排二人对主要通风机运行状况、各用风地点及总进风巷、总回风巷的各种参数做了详细的测试和记录。

经过试运行，风机运行时的电压、电流、噪声、负压、风量、振动等参数正常，风机运转良好，各供风点风量正常，没有发生瓦斯异常和瓦斯超限现象，能满足矿井安全及生产的需要。

测试人员：

******

4、供电系统测试情况

矿井6kV双回路供电，一路（625#）来自望峰岗变电所，另一路（615#）来自谢一矿变电所，两条线路独立使用，互为备用。

每条线路分别向各自安装在地面变电亭的变压器供电，井下（660V）、地面（380V）分开供电。

向地面用电设备供电采用型号为S11-3156000/400V变压器两台（一台使用、一台备用），向井下用电设备供电采用型号为S11-3156000/690V变压器一台，S9-3156000/690V变压器一台（一台使用、一台备用）。

四台变压器已于2009年3月6日委托**力达电器安装总公司进行了测试，测试结论为：

试验合格，可以运行。

低压选用PGL型配电柜，双回路手动切换，对地面主提升绞车、抽风机、井下主排水泵及提升人员的绞车等Ⅰ类负荷采用双回路供电。

主井下井选用两条MYJV423×150+1×50交联聚氯乙烯护套聚乙烯绝缘粗钢丝铠装电缆，一条使用、一条备用。

地面配电室控制下井电缆选用BKZ19-400Ⅰ型真空馈电开关，配JJB-660V检漏继电器。

井下-57m水泵房设有配电室分别向矿井东、西翼供电。

井下电气线路均装设短路、过负荷保护装置，低压电气设备的控制设备均选用具有短路、过负荷、漏电闭锁保护装置的隔爆开关。

煤电钻和信号、照明开关均选用综合保护装置。

6kV架空线路的终端安装了避雷器，通讯、监测线路在入井处安装了熔断器和防雷装置。

井下电气设备选型遵照《煤矿安全规程》的要求，低压开关为矿用隔爆型真空开关、隔爆型真空电磁起动器，井下照明灯具、通讯设备分别选用隔爆型、本质安全型。

供电系统安装结束后，通过了性能测试。

对供电支路最远端做了人工漏电试验，对保护接地系统接地电阻值进行了全面测量，确保供电系统：

“三大保护”齐全、灵敏、可靠。

试运转期间安排电工在井口配电室值守，矿井所有负荷启动后，监视低压开关运行状况，观察电压、电流及温升的变化情况。

每天早班对漏电保护装置做一次跳闸试验，每班对照明、煤电钻综合保护装置进行试验。

对低压侧660V、380V双回路供电进行倒闸操作，各配电开关动作可靠、工作正常，变压器运行无异常。

经测试，供电系统运行正常、稳定，仪表指示准确、能满足矿井安全、可靠的供电要求。

测试人员：

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5、提升运输系统测试情况

矿井采用主井混合提升方式，选用2JTP-1.6×0.9双滚筒提升机，电动机型号YR315M1-10，P=75KW，n=580r/min；减速机型号GJ2×450，减速比i=20/1，额定输出扭矩24KNM；钢丝绳型号6×19S-20。

提升容器选用GLS箕斗式单绳防坠罐笼，允许最大载物2000kg，额定承载8人，平衡锤选用GLS罐笼，自重2000kg，提升能力17万吨/年。

C组暗斜井为轨道运输，选用JTPB-1.2×1.0单滚筒提升机，电动机型号YBRO315S-6，P=75KW，n=985r/min；减速机型号GJ2×350，减速比i=24/1，额定输出扭矩18KNM；钢丝绳型号6×19S-18.5。

暗斜井提升机采用串车提物，提煤时每钩串车4辆、提矸时每钩串车3辆（0.75m3600mm轨距V型翻斗式矿车），运送人员选用XRC10-6/6插爪式斜井人车。

井下运输使用0.75m3600mm轨距V型翻斗式矿车，平巷人力推车，将采面的煤、矸推至-195m车场，由JTPB-1.2×1.0绞车提运到-57m斜井上部，用人力推车推至主井-57m卸入煤（矸）仓，经放煤（矸）装置装入箕斗式防坠罐笼，经地面2JTP-1.6×0.9提升绞车提升至地面卸载系统，卸载至1.1m³600mm轨距V型翻斗车入，用JP2-25内齿轮绞车将煤、矸分别提运到煤架头和矸石架头卸载到储煤场和储矸场。

按《煤矿安全规程》的规定主井和C组暗斜井提升绞车安装了过卷、过速、过负荷、欠电压、松绳（C组暗斜井提升绞车没设）、深度指示器失效、闸间隙、减速功能等保护装置。

同时两台提升绞车均装备了综合后备保护装置和动力制动系统。

提升运输系统设备、设施，于2009年1月份经过**市地方煤矿科技中心的验收。

2008年10月20日在**市地方煤矿科技中心派员监督下，进行主井箕斗防坠器脱钩试验，2009年元月委托安徽煤矿矿用安全产品检测中心对主井和C组暗斜井提升绞车的安全性能进行检测、探伤，检测报告编号为AMJ-TSWT-09-B004和AMJ-TSWT-09-B005，检验结论为合格。

测试过程：

2009年1月21日开始联合试运转，提升作业时间安排：

早班5：

30~6：

30，中班13：

30~14：

30，夜班21：

30~22：

30，大班8：

00~8：

30为人员上下井时间，15：

00~16：

00为设备设施检查维护时间，其余为提升物料时间。

在试运转过程中，每班设专人对提升绞车的运行情况，进行检查、监护；对提升容器及井筒装备使用状况进行观察、调整；并请设备生产厂家定期派工程技术人员到矿进行设备合理使用和设备维修的要求及质量进行指导和交流，特别是对设备故障的特征、判断和处理予以重点探讨，对出现的问题进行细致的分析，以提高机电人员快速处理设备故障的能力；对设备的运行、检修、维护及时记录。

整个试运转期间，提升设备、井筒装备、信号系统、安全设施等运转良好，安全可靠，满足矿井安全提升的需要。

测试人员：

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6、监控系统测试情况

矿井选用KJ70N煤矿安全监控系统，该系统由监控计算机、计算机网络及监控软件；传输接口及传输通道；供电电源及数据采集分站；各种传感器及执行器四部分组成。

对矿井生产环境中影响安全生产的参数和设备进行自动检测和控制，并在地面监控室内监控计算机上显示、报警，并自动显示趋势曲线和打印报表，以提高矿井生产的安全性和自动化水平。

该系统2008年6月投入运行，接入KJ70N-F分站3台，安装甲烷传感器10台，断电控制器3台，负压传感器1台，开停传感器2台，风门传感器5台，风速传感器1台，CO传感器2台，温度传感器2台。

该系统投入运行后，对报警功能每10天调校一次，每10天进行一次断电试验。

经试运行，该系统设备性能良好，工作正常，监测传输信号准确，工作状况稳定可靠，能确保矿井安全生产需要。

测试人员：

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7、通讯系统测试情况

矿井通讯系统由地面通讯和井下生产调度通讯组成，地面通讯系统与市通讯系统实现联网。

矿井安装HGD-256Ⅱ型100门数字程控交换机，主要服务于：

矿各级领导、地面生产车间、各生产单位、井下各硐室、采煤工作面、掘进头、各斜井上、下口等需要通讯联络的场所。

入井使用的通讯电缆、电话机及交接箱均选用本质安全型产品，安全可靠，符合国家有关安全生产的规定和要求，目前共使用61门电话。

通讯系统于2008年6月份安装使用，每天由一名电话维修人员对通讯系统设备、通讯线路及电话机进行检查测试，试用至今，系统设备工作正常，通话清晰，满足矿井安全生产的需求。

测试人员：

*****

8、排水系统测试情况

矿井正常涌水量4m³/h，最大涌水量8m³/h。

矿井采用二级排水，即由-195m排至-57m，再由-57m排至地面塌落区，-195m设泵房、水仓，水仓容积120m³，选用D46-30×6型水泵，配37KW电动机两台，一台工作、一台备用，两趟排水管路为2½＂钢管，排至-57m水仓。

-57m设泵房、水仓，水仓容积200m³，安装D46-30×4型水泵，配30KW电动机3台，一台工作、一台备用、一台检修，两趟排水管路为2½＂钢管。

2009年1月15日和21日委托安徽煤矿矿用安全产品检验中心对-195m和-57m水泵进行安全检验，检验报告编号分别为-195m1#泵：

AMJ-SB-09-B013，2#泵：

AMJ-SB-09-B014，-57m1#泵（里侧）：

AMJ-SB-09-B011，2#泵（外侧）：

AMJ-SB-09-B012。

检验结论：

所检项目符合《煤矿在用主排水系统安全检测检验规定》AQ1012-2005的要求。

排水设备和排水管路安装竣工后，经**市地方煤矿科技中心验收合格。

于2008年12月投入试运行，根据水泵性能测试和实际排水效果验证，排水能力满足矿井安全生产的需要。

测试人员：

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9、压风系统测试情况

工业广场内压风机房，安装两台压风机，一台型号为BLT-100-12.6/0.8博莱特螺杆式空气压缩机，电动机功率75KW，一台型号为VFY-6/7-KB型移动式空气压缩机，电动机功率37KW，正常情况下使用螺杆式空气压缩机，另外一台备用。

压缩空气经由2½＂钢管，从主井入井下后分两路供给东、西翼各用风点，压风干管为2½钢管。

各采区支管使用2＂、1½＂钢管，采掘头面使用DN20胶管与风动工具相连接。

2009年1月15日委托安徽煤矿矿用安全产品检验中心对螺杆式压风机进行了安全检验，检验报告为AMJ-YF-09-B002，2009年3月23日委托安徽省煤矿矿用安全产品检验中心对移动式空气压缩机进行安全检验，检验报告为AMJ-YF-09-A008，检验结果：

所检项目符合《煤矿在用空气压缩机检测检验规范》AQ1013-2005的要求。

2008年11月两台空气压缩机由西区搬迁至东区工业广场，投入运行。

根据风动工具配备及实际风量的需求，经实践证明供风能力完全满足开拓、掘进、采煤的需要。

测试人员：

******

10、灌浆系统测试情况

工业广场建泥浆站一座，制备好的泥浆经过滤，通过泥浆泵和2½＂管路送入井下。

灌浆管路经回风井敷设至采煤工作面采空区，采用随采随灌的方法灌浆。

该系统于2008年12月建成，经**市地方煤矿科技中心验收合格后即投入试用，经过一段时间的使用证明，制浆、灌浆、洒浆情况良好，出浆浓度、浆量符合设计要求，闸阀灵活、可靠，浆管通畅，满足防火、灭火的要求。

测试人员：

******