资源描述
1. 技改施工组方案编制概况
本溪满族自治县宫堡桂林煤矿位于本溪满族自治县东营坊乡宫堡村斗蟒牛库沟北侧,行政区划隶属于东营坊乡宫堡村所管辖。矿区中心地理坐标为:东经124°34′45″,北纬41°15′20″。
矿山距本桓公路7.5公里,距溪田铁路南甸火车站21km,矿区距宫堡村公路2.5 km,交通方便。(见交通位置图)
该矿山从2001年开始采煤,建有主井1(斜井)、主井2(斜井)、副井(斜井)三个井筒,早已形成正规的生产系统。生产主要利用主井1和副井(回风)构成生产系统,目前主井已经延深到+385.54m标高,在+385.54m掘三道车场石门。上部煤量已经采完。开采煤层为九层(3﹟)煤层,深部煤炭尚未开采。
由于井下生产工艺落后,需改进采煤方法及完善各系统安全设施,经辽宁省煤炭工业管理局辽煤规划[2008]386号《关于本溪市地方煤矿技术改造设计的批复》;2006年经本溪市金科煤炭技术质量服务中心核定矿井生产能力为40kt/a。受煤矿(实际投资人江金清)的委托,由“辽宁天信工程设计咨询有限公司”编制《本矿井技术改造修改设计》。
1.1.编制依据
1、辽宁省煤炭工业管理局文件(辽煤规划[2008]386号),《关于本溪市地方煤矿技术改造设计的批复》。
2、辽宁省本溪满族自治县地测技术服务中心编制的《矿山矿产资源储量年度报告》(2010年底) 评审备案证明《“辽国土资年储备字[2011]003号》
3、《本溪满族自治县宫堡桂林煤矿技术改造修改设计》及批复文件(《技术改造(修改版)设计变更说明书》及辽煤规划[2011]239号批复)。
4、《本溪满族自治县宫堡桂林煤矿技术改造(修改版)安全设施设计》与(《技术改造工程安全设施设计专篇变更说明书》)及辽煤规划[2012]14号批复。
5、《矿山井巷工程、施工及验收规范》GBT108-90。
6、《辽宁省煤矿矿井安全程度评价办法及标准》(试行)。
7、《煤矿安全规程》 (2011版)。
8、国家现行设计规范、施工规范、验收标准及有关文件。
9、公司技术人员对施工现场实地勘察、调查收集的有关资料。
10、井巷施工积累的成熟技术、施工工法及多年来从事同类工程的施工经验。
1.2. 编制原则
1.2.1. 安全第一、优质高效的原则
施工组织设计方案的编制按照“安全第一、质量第一、技术可行、经济合理”的原则确定施工方案。在安全措施落实到位,确保矿井的质量标准和安全前提下组织施工, 全矿井员工必须参加各级培训后经过考核合格后,做到持证上岗。
(一) 加强施工生产安全领导,强化施工管理。
为了加强煤矿技改工程施工组织的安全生产管理,成立煤矿技改
工程施工组织领导小组,即:安全生产组织机构。
组长:由矿长苏红东担任、副组长:实际投资人江金清、安全副矿长冯世功、机电副矿长郝仕森、生产副矿长李庆和技术副矿长崔天祥担任。成员:本矿的安全管理人员和施工的工程队华永安等15人组成。
(二) 施工中严格工程质量标准化管理,控制成本,优质高效降
低工程造价。在实际施工过程中,在保证技改工程质量的前提下,不准浪费原材料,必须严格按照矿井技改工程设计要求与施工组织设计方案的要求施工。
(三) 在实际施工过程中,必须服从本矿外聘工程监理的工程术
指导意见,严格把好矿井建设的质量关,使其达到矿井的质量标准化要求。对照《煤矿矿井技改工程施工组织验收质量标准》施工。
1.2.2. 专业化施工、确保工期的原则
对外招聘或矿山新组建专业化掘进施工队伍,聘请专业施工技术监理人员进行施工管理。合理安排工程施工方案、施工顺序、施工计划,搞好各道施工工序衔接,强化工程进度监控,确保技改工期内完成技改工程的施工任务。
1.2.3. 优化施工方案的基本原则
科学组织,合理安排,对关键工序进行多种施工方案的综合比选,在技术可行、保证井建工程质量的前提下,精心择优选用最佳方案。
1.2.4. 统筹兼顾、合理安排的原则
统筹兼顾井下、地面技改施工组织,合理安排、利用地面有效场地,强化后勤管理,保障井上、下技改施工按计划正常进行。
1.3. 技改工程概况
1.3.0.1井田概况
1.3.0.1.1地理概况
1.地理位置:本溪满族自治县宫堡桂林煤矿位于本溪满族自治县东营坊乡宫堡村斗蟒牛库沟北侧,行政区划隶属于东营坊乡宫堡村所管辖。矿区中心地理坐标为:东经124°34′45″,北纬41°15′20″。
矿山距本桓公路7.5公里,距溪田铁路南甸火车站21km,矿区距宫堡村公路2.5 km,交通方便。(见第7页-交通位置图)。
2.地形、气候:矿区位于太子河北侧的中低山区,区域内植被发育。
区内属中温带湿润气候,四季分明,变化明显,年最高气温为34°C,最低气温为-35°C,平均气温7.8°C。雨季集中在7月初至8月中旬,年平均降雨量799~810mm。结冻期为11月中旬,解冻期为次年4月中旬,最大冻土深度1.50m。
在矿区外围南侧0.20公里以外有一条蟒牛河支流,属于季节性河流。
1.3.0.1.2.主要自然灾害
本矿井位于山坡处,植被茂密,夏季多雨,可能发生的主要自然灾害有火灾、雷电等以及区内间歇河谷纵横,雨季水量倍增,故在雨季要加以防范。无矿震和洪水等自然灾害。
1.3.0.1.3.矿区开发史
该矿山从2001年开始采煤,建有主井1(斜井)、主井2(斜井)、
副井(斜井)三个井筒,早已形成正规的生产系统。生产主要利用主井1和副井(回风)构成生产系统,目前主井已经延深到+385.54m标高,在+385.54m掘三道车场石门。上部煤量已经采完。开采煤层为九层(3﹟)煤层,深部煤炭尚未开采。
该矿山采用巷柱式采煤方法采煤,顶板管理采用自然冒落法。设计生产能力3万吨/年,核定实际产量4.0万吨/年,开采九层(3﹟)煤,设计回采率80%,实际回采率80%,煤炭平均售价220元/吨,生产成本130元/吨。
2.生产能力
2007年煤炭生产许可证核定生产能力为10kt/a。
3.技改前采煤方法:技改前采用掘进出煤。
4.周边小煤矿情况
该矿《矿产资源储量年度报告》提供的地质图纸中未出现该矿附近有其他矿井。但是该矿浅部存在采空区,采空区与现开采煤层块段之间留有隔水煤柱,积水情况有待于探查,在开采时注意水患威胁。
1.3.0.1.4.矿区水源、电源及通信情况
1、水源:生活用水来自宫堡村蟒牛库第五居民组水源井,消防火用水来自井下水抽出后,经沉淀利用。
2、电源:使用电源来自碱厂变电所10KV,备用电源采用备用发电机。
3.通信情况
地面调度室设有外线电话,对外联系;内部设有程控电话与地面各办公室和井下采、掘工作面及车场联系。
1.3.0.1.5设计的重点项目和内容
1. 新掘主井、风井井筒
新掘主井井筒至228m标高(九煤采区水仓)。
新掘风井井筒(专用回风井)至230m标高。
2.采煤方法、支护方式改革
设计改革原有的巷道式采煤方法为倒台阶采煤法;其他新掘井巷取消木支护,改用锚杆支护、锚喷支护或金属支护。工作面选择单体液压支柱配铰接顶梁支护顶板。
3、主井新增SQD-315型型钢绳芯胶带输送机一台;
主要技术参数:带宽:800mm,带强:ST2000,运距:786m(安装长度根据实际长度确定),运量:200t/h,带速:2m/s,倾角:<25°,
主电动机功率:315kW、660V
4、副井新增一台选择JTP-1.6X1.5P型矿用单筒(加宽)缠绕式提升机,Dj=1600mm,Bj=1500mm,Fmax=45kN,i=20,u max=2.45m/s;配置JR127-10型交流异步电动机拖动:115kW、380V,585r/min。
5、技改后形成正规排水系统,新增DM12-25×12型多极离心式水泵三台,流量12.5m3/h,扬程300m,配置防爆电机380V、22kW、2950rpm。正常涌水时一台工作,一台备用,一台检修,出现最大涌水二台水泵同时工作。
6、新增LGD110/517型螺杆式空气压缩机2台,一台工作,一台备用,主要性能参数:排气量Q=20m3/min,排气压力0.8Mpa;配套电动机110kW,380V;配置2m3储气罐二台,工作压力1.25 Mpa。
7、煤矿新增 S11-MR-500/10型户外油浸变压器二台,容量500kva,变比10/0.4kV,为地面负荷供电。
8、新增KSG-500/10型隔爆干式变压器二台,容量500 kva,变比10/1.2kV,一台工作,一台备用,为主井皮带机供电。
9、新增KSG-315/10型隔爆干式变压器二台,容量315 kva,变比10/0.69kV,一台工作,一台备用,为井下动力负荷供电。
10、新增KSG-100/10型隔爆干式变压器一台,容量100 kva,变比10/0.69kV, “三专”供电专用变压器。
11、新增KBCZ-4-18.5型防爆地面抽出式轴流通风机两台,一台工作,一台备用。其主要性能参数:风量范围870~1410m3/min,静压范围1090-620Pa,配用电动机YBF180M-4、功率18.5kW,380V,1470 rpm,噪声≤35 LSA。
1.3.1. 工程设计概述
本次矿井技术改造由原来的年产4万吨提高到60Kt/a。实现三井统一技术改造的新格局,即:主井运输、副井运料、行人、风井为专用回风系统,(井巷工程见附表13-1所示)。
1.3.1.1. 工程设计单位
工程设计:由辽宁天信工程设计咨询有限公司承担,省两局批准。
附表1.3-1-1 技改设计新掘井巷(扩刷)工程量汇总表
顺序
单位工程名称
煤/岩
净断面高×宽(m2)
掘进断面(m2)
长度(m)
掘进体积(m3)
支护方式
备注
一
新掘主斜井总工程量
岩石
3.1X4
9.2
430
12.6
砌碹、锚喷
1
新掘主斜井砌碹工程量
岩石
3.1X4
8.8
9.2
80
12.6
砌碹
2
新掘主斜井锚喷工程量
岩石
3.1X4
8.8
9.2
240
12.6
锚喷
3
新掘主斜井锚(网)杆工程量
煤岩
3.1X4
8.8
9.2
130
12.6
锚(网)杆
二
副斜井筒(扩刷)新掘总工程量
煤岩
3X2.5
7.1
460
7.5
砌碹、锚喷
4
副斜井筒(扩刷)工程量
煤岩
2.5X3
6.4
7.1
80
9.58
砌碹
5
副斜井筒掘进工程量
煤岩
2.5X3
6.4
7.1
260
9.58
锚喷
6
副斜井筒掘进工程量
煤
2.5X3
6.4
7.1
120
9.58
锚(网)杆
三
首采工作面9301上下两顺
煤
880
锚杆、锚索
7
9301回顺掘进工程量
煤
2.8X2.2
5.2
5.4
410
7.29
锚(网)杆
8
9301运顺掘进工程量
煤
4.2X2.2
8.0
9.24
470
12.5
锚杆、锚索
四
风井井筒总工程量
煤岩
2.3X2.6
5.2
5.8
420
7.83
砌碹、锚喷
9
风斜井筒掘进工程量
煤岩
2.3X2.6
5.2
5.8
60
7.83
砌碹
10
风斜井筒掘进工程量
煤岩
2.3X2.6
5.2
5.8
180
7.83
锚喷
11
风斜井筒掘进工程量
煤岩
2.3X2.6
5.2
5.8
100
7.83
锚(网)杆
1.3.1.2.地面工程(工业场地行政、公共建筑面积计算表)
附表1.3-1-2 技改设计地面工程新改(扩)建工程量汇总表
序
号
地面单位工程名称
单位
总面积
高×宽
(m2)
整平面积
(m2)
数量
(m)
土方量
(m3)
结构方式
备注
一
工业广场
处
1
储料场
处
25X60
2
工业广场
处
3
储煤场
处
二
办公楼及辅助设施
4
主体办公楼(办公设施)
座
33X8
5
职工宿舍
M2
19X7
6
培训教学设施
套
15X7
三
洒水、消防及洗浴
7
锅炉房
处
8X6
1
8
洗浴、消防水池
套
20X6
2
四
输变电配套设施
9
主井绞车房
处
9X7
10
副井绞车房
处
9X8
11
风井通风机房
处
8X7
12
地面变电所
处
20X8
13
空压机房
处
4X6
1.3.2.施工地质条件
施工地点:本溪满族自治县宫堡桂林煤矿位于本溪满族自治县东营坊乡宫堡村蟒牛库沟北侧山坡上,行政区划隶属于东营坊乡宫堡村所管辖。
地形、气候:矿区位于太子河北侧的中低山区,区域内植被发育。区内属中温带湿润气候,四季分明,变化明显,年最高气温为34°C,最低气温为-35°C,平均气温7.8°C。雨季集中在7月初至8月中旬,年平均降雨量799~810mm。结冻期为11月中旬,解冻期为次年4月中旬,最大冻土深度1.50m。
在矿区外围南侧0.320公里以外有一条蟒牛河支流,属于季节性河流。地面最高洪水水位标高为:399,83m。
1.3.2.1.煤 ( 岩 ) 层赋存特征
1.3.2.1.1.煤层及煤质特征
1、煤层特征
矿区区域上发育四层煤,分述如下:1层一般赋存于厚层大砾岩下10米左右,煤厚在0.3-O.8m之间主焦煤,不可采及局部可采,单一煤层,煤质较好,直接顶底板为粘土质泥岩;2层,距1层约20--40米,局部可采,煤质较好,1-2个分层,顶底板岩性为粉砂岩一中砂岩;3层,距2层约20-38米左右,4层距3层80-120米左右,一般可采,煤厚一般在0.9-2.2m之间,为复合煤层,2-4个分层,煤质浅部较差,深部煤质经化验为4249-5230大卡之间的烟煤,顶底板为粘土质泥岩,老顶、老底为黄绿色岩砂岩,特别是底板含黑色泥岩砾岩,为区域上标志层。经综合对比,1、2、3层位相当于田师付煤田三、六、九煤层位。矿区现采的为3煤,即区域上的九层。
附表1.3-2-1 矿区九层(3#)煤层特征列表如下:
层号
煤厚(米)
倾角
结构
间距
顶板
底板
煤层稳定性
九层(3#)
1.8-2.4 米
35~45°
含1-2个分层,夹石累计厚平均0.5米
距上层20~40米
伪顶为黄绿色砂层、直接顶为粘土质泥岩
伪底为含泥岩砾岩黄绿色砂岩,直接底为粘土质泥岩
层位稳定,煤厚有一定变化
综上,矿区煤层为单斜,含l-2个分层的复合煤层、可采,煤层稳定程度为较稳定,划为二型。
3、煤质及用途
经以往取样化验九层(3#)煤为富灰、低硫、发热量达4249大卡的粉状、块状烟煤,具一定的工业用价值。
附表1.3-2-2 煤质化验成果表
层 号
煤 种
Wf%
A g%
V r%
Q f卡/克
S g%
九层(3﹟)
烟 煤
1 .35
21
37.88
4249
0.23
1.3.2.2.地质特征及构造概况
1、地质特征
矿区所开采的煤层赋存于侏罗系中统大堡组(J2d)含煤段地层中。大堡组含煤段厚约270-350米,含煤13层,其中6-1、6-2、9-3与9-4可采;其余为不可采或局部可采。主要由灰、灰白色、灰绿色胶结良好的砂岩,灰黑色薄-中厚层泥岩、泥质粉砂岩、煤及炭质泥岩组成,局部及底部为厚层状砂砾岩、砾岩。该区位于田师付煤田外围,为同一成煤期,通过地面填图、小窑调查,勘探成果及搜集钻探资料确定,矿区区域上发育四层煤。经综合对比,1、2、3、4层位相当于田师付煤田三、六、九、十煤层位。矿区现采的为3煤,即区域上的九层(3﹟)煤层。
2、地质构造
矿区位于中朝准地台、胶辽台隆、太子河一浑江台陷、辽阳一本溪凹陷,宫堡—碱厂残破向斜西北翼煤系地层中。受北东向构造控制影响,煤系地层局部小构造发育。矿区呈—单斜构造,倾向90°-120°,倾角由上至下有变缓趋势,倾角45°—35°。
综上,矿区构造复杂程度为中等,划归二至三类。
通过调查,煤系地层中有辉绿岩呈岩墙形式侵入,但尚未发现有火成岩破坏煤层的情况。
1.3.2.3.水文 地质
矿区位于第四系冲坡积层上,煤系地层含水性弱,日排水量为1.042—5.1m3/h,丰水期为8.33-15.5 m3/h,矿山现有排水设备能满足采煤过程中排水的要求。由于地表水、孔隙水、裂隙水等老巷积水是今后生产的隐患,故矿山应引起注意。加强探防措施,做到有疑必探,先探后掘。
经调查,矿区地表无特别大的变形塌陷现象,煤矸石定点堆放对周围植被影响不太大。矿井排水量一般对周围水源、水质影响较小。环境地质质量中等,对生产无影响。
综上,矿区水文地质条件中等、偏复杂,应加强防水措施,切麻痹大意,保证安全生产。
1.3.3.施工安全条件
1.3.3.1.施工企业安全生产条件
1.3.3.1.1汇总表。
附件 1《五证一照 及批准文件(复印件 )汇总表 》
附件2《煤矿管理人员一级、二级、三级资格证书登记表》
1.3.3.1.1.2.一般安全生产条件考核分表(内容提要)。
附件 3 《矿井基础情况调查表》
2-1:安全生产管理制度(见安全生产管理制度汇总目录)
2-2:安全生产投入(见《煤矿技术改造投资估算表》
2-3:安全生产管理机构
组 长:苏红东(矿长)
副组长:冯世功(安全矿长)、
郝仕森(机电矿长)
崔天祥(总工程师)
李 庆(生产矿长)、
成 员: 冯德刚 、李德军、杜吉刚、张正德、林炳墙、
林康财、徐旭东、林维迪、
2-4:三类人员安全生产考核(合格)
2-5:特种作业人员配备(培训齐全 )
2-6:安全教育培训
2-7:办理工伤保险及意外伤害保险
2-8:施工起重机械设备管理
2-9:职业危害防治措施
2-10:危险性较大分部分项工程及施工现场易发生重大事故的部位、环节的监控措施
2-11:生产安全事故应急救援预案及演练记录
1.3.3.1.1.3.施工现场安全生产条件考核表
(详见附表1.3-3-1.1.3所示)
1.3.3.1.2.井下安全基本条件
一、矿井瓦斯
依据辽煤生产[2007]306号《关于对本溪市地方煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》,该矿属低沼气矿井,瓦斯相对涌出量5.604m3/t,绝对涌出量0.144m3/min。
二、煤尘爆炸危险性
该矿经煤炭科学研究总院抚顺分院鉴定,煤尘爆炸性为爆炸,见鉴定报告表。
三、煤的自然倾向性
该矿经煤炭科学研究总院抚顺分院鉴定,煤炭自燃倾向等级为二类自燃,见鉴定报告表。
四、地温、冲击地压、水害
1、无地温灾害。
2、无冲击地压灾害。
3、采矿过程中认真执行《煤矿探放水规定》坚持有疑必探,制定煤矿探放水的中长期规划,保证正常排水工作。矿区地面无水系,无洪水灾害。
五、矿井通风
(一)、通风方式及通风系统
1、通风方式:采用抽出式通风。
2、通风系统:采用中央并列式通风,“两入一回”即主、副井入风,风井回风,采区实行独立通风。
3、准备工作面,必须在工作面构成通风系统后方可施工其它巷道,采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后方可回采。采区进、回风巷必须贯穿整个采区,严禁一段进风巷,一段为回风巷。
(二)、副井数目及位置
全矿三个井筒均为斜井,并服务至矿井报废为止。主井、副井入风风井回风。
(三)、采、掘工作面及硐室通风
根据井下的开拓布置,设计达产时井下共配备1个炮采工作面和2个掘进工作面,回采工作面和掘进工作面均建立独立的通风系统。
井下采煤工作面均利用矿井主扇全负压通风,由运输顺槽进风,回风顺槽回风,工作面通风系统为“U”型。掘进工作面采用局部通风机压入式供风,主排水泵房均采用独立通风,无串联通风。井下机电设备硐室、个别深度不超过6m、入口宽度不小于1.5m且无瓦斯涌出的硐室,如躲避硐等可采用扩散通风,其他需用风地点采用通风设施调节其风量供给。(详见矿井通风系统图与矿井通风系统网络图)。
(四)、矿井风量、负压及等积孔计算
(A)矿井风量计算
1、按井下同时工作的最多人数计算:
Q矿进=4NK=4×143×1.25=715m3/min
式中: Q矿进-矿井总供风量, m3/min;
N-井下同时工作的最多人数,人;
2、按采煤、掘进、硐室及其它实际需要风量的总和计算:
①采煤工作面需风量
A、按瓦斯涌出量计算
Q采=100×q采绝×Kc=100×0.144×2=28.8m3/min
式中:Q采-采煤工作面需要风量, m3/min
q采绝—采煤工作面瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量,参考上年度采煤工作面为0.144m3/min;
Kc—采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数,取K=2.0;
B、按工作面温度选择适宜的风速进行计算:
Q采=60×V采×S采×k温=60×1×4.5×1.0=270 m3/min
式中:
V采-采煤工作面的平均风速,取V=1.0m/s;
S采-采煤工作面平均有效通风断面积,按最大和最小控顶断面积的平均值计算,S采=4.5m2;
K温 —采煤工作面配风调整系数,取k温=1.0。
C、按炸药使用量计算
Q采=25A=25×6.5=162.5m3/min
式中:A--每公斤炸药供风≥25m3/min,炮掘工作面最多一次使用炸药6.5Kg。
D、按工作面人数计算
Q人=4×N=4×20=80 m3/min
式中:N-每人供风量4m3/min,工作面最多工作人数10人。
E、按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定,回采工作面最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s,本矿采煤工作面平均有效断面取Sc=4.5m2,工作面允许风量:
Q采低=0.25m/s×60×4.5m2=67.5m3/min;
Q采高=4m/s×60×4.5m2=1080 m3/min;
工作面风量符合67.5 m3/min<Q采<1080 m3/min 的规定。
最后确定采煤工作面风量Q采=270 m3/min。
②掘进工作面需要风量∑Q掘
(1)井下掘进工作面根据掘进巷道煤岩类别及供风距离的长短选用YBT-5.5型局部通风机。额定风量为90-180 m3/min,应用始末端风量的几何平均值作为风筒的风量,本设计两个掘进工作面,即:
在巷道一定条件下:
分别为始、末端风量,m3/min。
故取150m3/min。
Q掘=Q扇×Ii+15S
=(+60×0.25×5.0)×2
=(150+60×0.25×5.0)×2
=450 m3/min。
式中: Q扇—局部通风机实际吸风量,取150 m3/min;
Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数;
S—安设风机的掘进巷道净断面积,5.0m2 。
(2)按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q绝×Kc=100×0.144×2=28.8m3/min
式中:Q掘-掘进工作面需要风量, m3/min
q绝—掘进工作面瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量,取q绝0.144m3/min;
Kc—掘进工作面瓦斯涌出不均衡通风系数,取K=2.0;
(3)按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量:
Q掘>4×15=60m3/min。
每人供风>4m3/min,掘进工作面最多工作人数为15人;
Q掘>25×3.5=87.5m3/min
每公斤炸药供风>25m3/min,
炮掘工作面最多一次使用炸药3.5㎏。
风速进行验算:
15S掘=75m3/min<Q掘=225<240S掘=1200m3/min;
确定掘进工作面的实际需配风量为:
∑Q掘=Q掘1+Q掘2=225+225=450m3/min,经验算风速符合《煤矿安全规程》规定。
③硐室风量∑Q硐
根据《煤矿生产能力核定管理指南》硐室需要风量取值如下:
水泵房硐室: 60m3/min。
故矿井硐室需风量为∑Q硐=60m3/min。
④井下其它巷道需风量∑Q它
其它巷道需风量∑Q它=65m3/min。
⑤矿井总风量
矿井总风量Q总=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K
=(270+450+60+65)×1.20
=1014m3/min=16.87m3/S。
(B)矿井负压及等积孔
初期:矿井负压:H=123.05Pa,等积孔A=1.81m2。
后期:矿井负压:H=226.29Pa,等积孔A=1.33 m2。详见通风阻力计算表(表6)、(表7)。
(五)、通风安全设施、防漏风及降风阻的措施
通风系统按正常通风需要设置风门,调节风门和排副井口防爆门等。为防止反风将风流短路和减少漏风,井下所有进回风道间的联络道均安设正、反两道风门(加以联锁)。巷道施工中要尽量使巷道表面光洁,以减少通风阻力。
风阻分布:进风段28%;用风段17%;回风段55%。回风段风阻较大,应减少回风巷道、副井等总风阻,即扩大断面或解决缩短回风路径距离。
1.3.3.2.交通运输
矿山距本桓公路7.5公里,距溪田铁路南甸火车站21km,矿区距宫堡村公路2.5 km,由本矿专业汽车运输队承担运输任务。
1.3.3.3.水源
矿方提供自用的水文地质勘探水井两处,所需要供水总量基本满足要求,做好备用水源井勘探工作,确保矿井安全生产用水之需。
1.3.3.4.电力
1.3.3.4.1.供电电源
(一) 、本市区供电网
本市供电网为东北电网网络,由东北小丰满发电厂及本溪发电网的碱-洋线组成,通过输变配电系统对本市并网供电。
(二)、本矿供电电源
在地面工业广场负荷中心布置变电所,形成独立供电系统。采用双回路电源供电,电源采用LGJ-120型钢芯铝导线架空敷设,引自碱厂变电所10kV一、二母线,输电距离11.5km;线路及变压器台设置防雷电保护装置,线路输电容量均满足矿井全负供电荷要求。
系统设备配置及结线方式( 详见井上下供电系统图 )。
1.3.3.4.2 电力负荷
(一)、矿井电力负荷 (见设计修改版81页)
1、总装机功率:1390.6kW,工作功率:1144.10kW;
2、加全平均需用系数:0.70;
3、自然功率因数: 0.82;cosΦ1
4、有功功率:800.87kw;
5、无功功率:559.01kvar;
6、视在功率:976.67.kva;
7、补偿电容器容量:47.05kvar;
8、补偿后功率因数:>0.95;cosΦ
9、补偿后无功功率:81.5kvar;
10、补偿后视在功率:207.9kVA;
矿井地面电力负荷详见:电力负荷统计计算表。
(二)、井下电力负荷
1、总装机功率:109.8kW,工作功率:87.8kW;
2、加全平均需用系数:0.65;
3、自然功率因数:0.8;
4、有功功率:57.1kw;
5、无功功率: 42.8kvar;
6、视在功率:71.3kVA;
7、补偿电容器容量:18.491kvar;
8、补偿后功率因数:>0.92;
9、补偿后无功功率:24.6kvar;
10、补偿后视在功率:62kVA;
矿井井下电力负荷详见:电力负荷统计算计表。
电力负荷统计计算表
序号
设备
名称
功率
安装
总功率
工作
需用
系数
cosФ1
有功
无功
视在
cosФ2
补偿容量
补后
无功
补后
视在
最大
负荷
年耗电量
kW
台
kW
kW
kW
kvar
kVA
kvar
kvar
kVA
h/a
kW.h
1
主井绞车
115.0
1
115.0
115.0
0.80
0.85
92.0
57.0
108.2
4600
460000
2
通风机
15.0
2
30.0
15.0
0.85
0.80
12.8
9.6
15.9
7900
109484
2
压风机
37.0
1
37.0
37.0
0.70
0.80
25.9
19.4
32.4
2900
81641
3
热风炉
37.5
1
37.5
37.5
0.70
0.80
26.3
19.7
32.8
2900
82745
4
电锯
15.0
1
15.0
15.0
0.70
0.83
10.5
7.1
12.7
1980
22598
5
机修车间
20.0
1
20.0
20.0
0.70
0.83
14.0
9.4
16.9
2300
35000
6
消防水泵
5.5
1
5.5
5.5
0.70
0.80
3.9
2.9
4.8
400
1674
7
其它
10.0
1
10.0
10.0
0.70
0.83
7.0
4.7
8.4
3000
22826
8
合计
—
9
270.0
255.0
0.75
0.83
191.3
128.5
230.4
0.92
47.05
81.5
207.9
815967
9
主排水泵
22.0
2
44.0
22.0
0.65
0.80
14.3
10.7
17.9
4600
71500
10
调度绞车
11.4
2
22.8
22.8
0.67
0.80
15.3
11.5
19.1
7900
131174
11
回柱绞车
11.0
1
11.0
11.0
0.55
0.80
6.1
4.5
7.6
2900
19071
13
乳化液泵
0.0
0
0.0
0.0
0.55
0.80
0.0
0.0
0.0
1980
0
14
局扇
11.0
2
22.0
22.0
0.80
0.80
17.6
13.2
22.0
1980
37878
15
其它
10.0
1
10.0
10.0
0.70
0.80
7.0
5.3
8.8
2300
17500
16
合计
—
8
109.8
87.8
0.65
0.80
57.1
42.8
71.3
0.92
18.49
24.3
62.0
277123
17
总合计
—
17
379.8
342.8
—
—
248.3
171.3
301.8
—
—
1093091
注:年耗电量按cosФ2=0.92计算;
1.3.3.4.3. 地面变送配电
1.3.3.4.3.1.地面变电所
矿井生产能力6万吨/年,双回路电源供电。井上下分别形成供电系统。变压器一次电压10kV,二次电压考虑现有设备的利用问题,井上采用380V、1140V供电。井下由双回路电源供电,为变压器中性点不接地系统。
地面变电所分为室外变电区和室内配电室,形成高低压分区管理运行。井上下供电系统分别设置无功补偿装置,使系统功率因数达到0.92以上。
系统设备配置及结线方式(详见井上下供电系统图)。
1.3.3.4.3.2.变压器选择核定计算及功率因数补偿
1、地面变压器选择及无功功率补偿计算
1)变压器计算容量:补偿前Sd=230.4kVA,补偿后Sd=207.9kVA。
2)现有100kVA变压器不能满足要求需要增容,考虑矿井再发展因素选择S11-250/10型户外油侵变压器,二台;一台工作,一台备用(技改期间可暂设一台);容量250kVA,变比10/0.4~0.22kV。
3)补偿电容器容量:Qb= Py·(tanΦ1- tanΦ2)=47.05kvar;
最大有功功率191.1kW;加权自然功率因数cosΦ1=0.83,正切对应值tanΦ1=0.67;补偿后功率因数cosФ2=0.92,正切对应值tanΦ2=0.426;
2、井下变压器选择及无功功率补偿计算
1)变压器计算容量:补偿前Sd=71.3kVA,补偿后Sd=62kVA。
2) 现有S11-100/10型户外油侵变压器二台可以利用,一台工作,一台备用;容量100kVA,变比10/0.4kV。
3)补偿电容器容量:Qb= Py·(tanΦ1- tanΦ2)=18.49kvar;
最大有功功率57.1kW;加权自然功率因数cosФ=0.8,正切对应值tanΦ1=0.75;补偿后功率因数cosФ=0.92,正切对应值tanΦ2=0.426。
1.3.3.4.3.3.地面供送电线路及安全保护
1、供电线路
地面供电系统(变压器)为中性点接地系统,主要线路负荷:绞车、通风机、压风机、热风炉、机修车间、消火注浆站、矿灯等设备,详见:地面电力负荷统计计算表。变压器中性点接地后取得220V电压,为地面工业广场、机房、车间、办公室等照明供电。
地面动力供电系统380V母线,采用单母线不分段运行方式向负荷供电,通风机、绞车等一类负荷采用双回路电源供电;供电设备及系统结线方式详见:井上下供电系统图。
地面电压等级:10kV,380V、220V、127V。
2、电源线路安全保护
地面变电所一次电源线路经架空线路引至变压器台(亭)入口,线路及终端设置避雷装置;并通过跌落式开关熔断器保护,引至变压器一次,终端折断容量不大于50MVA;设备安装、保护装置、限容装置由供电部门负责,按有关规定执行。
3、地面设备配电控制保护
1)提升设备
双回路电源供电,线路保护:短路、过载、断相、漏电保护;提升系统、提升信号系统保护装置详见第六章第一节。
2)通风机
地面通风机由地面380V母线引至主扇控制设备双回路电源,控制设备具有短路、断相、过载、漏电保护,并设置主扇开停传感器,实现远方监控。
3) 空气压缩机
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