矿井设计

矿井设计（共12篇）

矿井设计 篇1

摘要：矿井通风系统的可靠性直接关系到矿井通风安全及矿井防灾抗灾能力。为了保证安全生产,矿井的通风系统必须随着矿井瓦斯等级的变化而提升,满足矿井瓦斯治理、防治突出的新要求。不同瓦斯等级的矿井对通风系统的要求不同,结构简单、安全可靠、经济合理、与矿井瓦斯等级相适应的通风系统,可以保障矿井安全生产、实现矿井的可持续发展。为此,总结了陈四楼煤矿瓦斯矿井升级突出矿井的通风系统设计优化过程,简要分析陈四楼煤矿通风系统优化经验,以期为矿井通风系统改造提供借鉴。

关键词：瓦斯矿井,突出矿井,通风系统,煤与瓦斯突出

0 引言

通过陈四楼煤矿通风系统的优化过程,总结出一种具有指导性的通风系统完善方案,意在对矿井升级优化过程提供可靠的参考。如果一个矿井的通风系统与其实际的瓦斯级别不相符,那将给生产安全带来极大的隐患,直接制约矿井的安全发展,同时还会给矿工的生命安全带来威胁[1,2]。通风系统的可靠性关乎着矿井的安全生产[3]。矿井通风的任务是利用通风动力、通风网络以最经济的方式供给井下各用风地点新鲜空气,以保证工人的呼吸,并且能够稀释并排除煤矿井下的瓦斯、粉尘等各种有害物质,为井下工作提供舒适的劳动环境[4]。除此之外,当煤矿井下发生灾变事故,如煤与瓦斯突出、瓦斯爆炸、煤层自燃时,可靠的通风系统能够及时、有效地控制风流的方向和风量,以防止灾害事故扩大,最终消灭事故[5]。

矿井通风系统是一个动态的、复杂的系统,随着矿井采掘生产的进行,不断发生变化,还伴随瓦斯级别的提高而需要不断提升。如煤与瓦斯突出矿井,要求每个采区都必须有专用回风巷,且专用回风巷内不能兼做运输、行人巷道,也不能有任何电气设备。因此,由瓦斯矿井升级突出矿井的施工中,方案设计优化显得尤为重要。通过对近年来国内外通风系统升级矿井改造案例的学习,发现很多矿井由于改造升级的设计不合理,导致矿井完善时出现工程量大、施工工期长,不能够有效利用矿井已采区域的废弃巷道、辅助巷道,最终给企业带来了巨大的经济压力;有些矿井由于改造不合理,导致矿井升级后通风系统难以满足新的要求,导致矿井迟迟难以复工复产。

1 矿井及通风概况

陈四楼煤矿位于永城市区北偏西13 km,隶属于河南能源化工集团永煤公司。井田面积约61.69km2。矿井1997年11月6日投产,矿井设计生产能力240万t/a,2015年核定生产能力360万t/a,矿井开拓方式为立井单水平上下山开拓,水平运输大巷布置在-440 m水平。2015年矿井由瓦斯矿井升级为突出矿井,为适应突出矿井对通风系统的新要求,矿井通过采区巷道功能优化或新掘巷道,进行了通风系统升级。现就通风系统升级前后的通风情况分析,简述矿井通风系统优化成果。

矿井通风方式为两翼对角式,通风方法为抽出式。矿井有3个进风井,即副井、主井、中央风井,总进风量为17 999 m3/min;2个回风井,即北风井、南风井,其中北风井回风量9 252 m3/min,南风井回风量9 108 m3/min。矿井有效风量16 344 m3/min。矿井北风井配备FBCDZNo28/2×355型对旋轴流通风机2台,电机功率2×355 k W,电压6 200 V,转速740 r/min;北风井主要通风机负压为2 130 Pa,北风井主通风机排风量为9 407 m3/min,矿井北翼总进风量为9 070 m3/min(其中,北翼轨道运输大巷进风量6 149 m3/min,北翼胶带运输大巷进风量2 921m3/min)。北风井通风等积孔4.18 m2,属通风容易。北风井的外部漏风率为1.65%。矿井南风井配备FBCDZNo28/2×355型对旋轴流通风机2台,电机功率2×355 k W,电压6 000 V,转速740 r/min;南风井主要通风机负压为2 270 Pa,南风井主要通风机排风量9 249 m3/min,矿井南翼总进风量8 929m3/min(其中,南翼轨道运输大巷进风量为6 025m3/min,南翼胶带运输大巷进风量2 904 m3/min)。南风井通风等积孔3.75 m2,属通风容易。南风井的外部漏风率为1.52%。

2 通风系统设计优化

2.1 通风系统优化方案

作为突出矿井,通风系统升级中要求满足突出矿井对矿井通风的特殊要求,设置专用回风巷。专用回风巷施工中,要兼顾安全、经济、高效的原则。

①针对突出煤层,掘进作业时必须严格执行《防治煤与瓦斯突出规定》,制订区域综合防突措施和局部综合防突措施[6]。坚持区域不消突不进煤巷,不掘突出头的原则。②在保障安全投入的前提下,通过优化改造方案设计节约工程成本,岩巷掘进工程成本较高,但安全性比在突出煤层中掘进要好,煤巷掘进较岩巷成本低,但对于突出区域,不但消突成本高,治突时间久,而且在安全方面还不易得到保障。因此必须综合分析区域煤层瓦斯赋存条件,然后选择合理的改造方案。③要尽量缩短系统改造工期,减少不必要的消耗[7,8,9,10]。

根据以上要求,结合矿井巷道布置实际,选择岩巷掘进与煤巷掘进相结合,并充分利用各采区、工作面的废弃巷道,通过扩帮、拉底、挑顶和加强支护等改造,使其满足矿井通风要求,再调整一些在用巷道的功能,完成巷道改造工程。采区专用回风巷及工作面回风联络巷充分利用沿空掘、留巷技术,降低消突成本,提高煤巷掘进施工安全性。

矿井优化情况:北部东、西翼辅助胶带巷分别作为10采区和12采区专用回风巷,增加北翼-640 m上部回风巷作为北翼-640 m辅助水平(北6采区)专用回风巷,将北翼-605 m行人暗斜井调整为回风暗斜井(将原行人暗斜井内的架空乘人装置安装在-605 m轨道暗斜井中),同时增加北翼-605 m下部回风联络巷,担负矿井北翼8、20采区回风任务,将南翼-720 m行人暗斜井调整为回风暗斜井(将原行人暗斜井内的架空乘人装置安装在-720m轨道暗斜井),同时增加-720 m下部回风巷,担负矿井南翼5、19采区回风任务;延伸-720 m辅助水平回风大巷,担负17采区回风任务。

其中,北部西翼原12采区普遍测定的瓦斯含量较高,但由于该区域的辅助胶带巷开掘时间较久,附近瓦斯含量较低,因此选择该巷道改造,形成北部西翼专用回风巷。并在北部西翼回风联络巷掘进前采取穿层钻孔预抽煤层瓦斯,区域消突后,再进行煤巷掘进工作。矿井南翼测定的原始瓦斯压力均为0,原始瓦斯含量也普遍小于2 m3/t,在严格执行“四位一体”防突措施的前提下,可省略底抽巷的设计。其他区域根据测定的瓦斯含量、瓦斯压力,确定采取煤巷掘进或岩巷掘进,确定的原则为:专用回风巷尽量少揭露断层,煤巷掘进前必须消突。

2.2 井巷工程与设施构筑齐头并进

在井巷工程开始后,通风部门及时跟进制订通风设施构筑计划,充分利用原有的轨道、胶带进行物料运输,通过构筑临时设施、拆除多余设施、构筑新设施的步骤,加紧进行通风设施构筑工作,矿井通风系统完善期间,构建各类通风设施(防突风门、调节风窗、密闭)总计67组/道,拆除各类通风设施(风门、调节风窗、密闭)共计29组/道,矿井巷道工程施工结束前,通风部门已通过部分新构筑的永久设施和部分临时设施,分单元、分步骤先后完成了矿井南翼通风系统调整,矿井-605 m水平通风系统调整和矿井北部东、西翼通风系统调整工作。在井巷工程全部完成后,及时完成剩余通风设施构筑工作,并拆除临时通风设施。

2.3 完善系统防突功能

为满足生产时期矿井防突功能,新构筑通风设施均同步安设防逆风装置。为此,矿通风部门与机修厂合作,设计研制了多种防逆风装置,包括自坠式风窗—水沟防逆风装置、圆筒式防逆风装置,配合构筑了跨刮板机风门、跨胶带机风门,并对部分不满足要求的通风设施进行了改造和重构。在通风设施防突功能提高的同时,其内部漏风率也显著降低。

根据矿井升级完善设计要求,增加了防突风门、防突风墙、防突风窗、避险硐室、隔爆水棚、压风自救,满足了突出矿井防护硬件要求、升级。

3 通风系统调整方案

3.1 改造方案

(1)将北部东、西翼辅助胶带巷胶带拆除,担负着北翼10、12采区回风任务,并将北部西翼辅助胶带巷的断面由10.1 m2扩到15.1 m2,北翼主运输由-470 m水平胶带大巷(北翼集中胶带大巷)担负。

(2)增加北翼的-640 m上部回风巷,担负北翼-640 m辅助水平(北6采区)回风任务。

(3)将北翼的-605 m集中行人下山调整为回风下山,将原来行人下山内架空乘人装置安装在北翼-605 m集中轨道下山内,且增加北翼-605 m下部回风联络巷,担负矿井北翼8、20采区回风任务。

(4)将南翼的-720 m行人暗斜井调整为回风暗斜井,将原行人暗斜井内的架空乘人装置安装在-720 m轨道暗斜井中,同时增加-720 m下部回风巷,担负矿井南翼5、19采区回风任务。

(5)延伸-720 m辅助水平回风大巷,担负南翼17采区回风任务。

以上专用回风巷增加后,在各工作面轨道(回风)巷、各采区变电所增加回风联络巷,与专用回风巷相连。

3.2 采区通风系统

(1)北翼采区通风系统。矿井采用分区式通风系统,北翼采区由-470 m水平东、西翼轨道大巷、-470 m水平东、西翼胶带大巷进风,-470 m水平东、西翼回大巷回风,经总回风巷由北风井排出。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。

(2)南翼采区通风系统。新鲜风流经副井(主井、中央风井)→副井井底车场→南翼轨道运输大巷(南翼胶带运输大巷)→-720m轨道暗斜井(-720 m胶带暗斜井)→-720 m辅助水平轨道巷(-720 m辅助水平胶带巷)→胶带运输巷→工作面→轨道运输巷→-720 m下部回风巷→-720m回风暗斜井→-440 m水平回风大巷→南翼总回风巷(南翼2号总回风巷)→南风井排至地面。

(3)17采区通风系统。新鲜风流经副井(主井、中央风井)→副井井底车场→南翼轨道运输大巷(南翼胶带运输大巷)→-7 2 0m轨道暗斜井(-720 m胶带暗斜井)→-720 m辅助水平轨道巷(-720 m辅助水平胶带巷)→胶带运输巷→工作面→轨道运输巷→-720 m辅助水平回风巷→-720 m辅助回风斜巷→南翼总回风巷(南翼2号总回风巷)→南风井排至地面。

4 通风系统改造前后系统抗灾能力对比

通风系统改造之前,矿井各采区的回风一般通过胶带巷汇入矿井总回风巷,回风流中有电气设备,一旦同时发生电气失爆故障和瓦斯突出,则可能会发生瓦斯爆炸事故,威胁到回风流作业的人员。

通风系统完善之后,矿井各采区回风巷为专用回风巷,巷道内既无各类电气设备,也无人员,即使发生煤与瓦斯突出事故,突出的瓦斯直接汇入专用回风巷排出矿井,不会给矿井带来损失扩大的隐患。

5 通风系统改造后通风能力验证

5.1 通风负压

(1)摩擦阻力[11,12,13,14,15]。根据矿井采掘接替安排,矿井北翼生产时北风井回风量为156 m3/s,南翼生产时南风井回风量为134 m3/s,通过负压计算,北风井通风容易时期摩擦阻力为1 958.6 Pa,通风困难时期摩擦阻力为2 181.3 Pa;南风井通风容易时期摩擦阻力为1 690.7 Pa,通风困难时期的摩擦阻力为2 128.0 Pa。

(2)局部阻力。局部阻力按照摩擦阻力的15%考虑[16],则北风井通风容易时期局部阻力为293.8Pa,通风困难时期局部阻力为327.2 Pa;南风井通风容易时期局部阻力为253.6 Pa,通风困难时期局部阻力为319.2 Pa。

(3)自然风压。矿井自然风压按“科马洛夫”公式计算:

式中,Hn为地面井口大气压力,根据永城市气象局提供的2000—2003年平均气象参数,7月份地面平均气压为0.99×105Pa,1月份地面平均气压为1.019×105Pa;H为矿井开采深度,取650 m;T1为进风侧平均温度,根据风温预测,进风侧7月份平均温度为(273+26.7)K,1月份平均温度为(273+2.6)K;T2为回风侧平均温度,根据风温预测,回风侧7月份平均温度为(273+25.3)K;1月份平均温度为(273+3)K;R为矿井空气常数,干空气的常数为287 J/(kg·K)。

经计算,7月份最小自然风压为-6.4 Pa,1月最大自然风压均为56.6 Pa,显示1月份时进风井空气静压力始终比回风井静压力大,7月份时进风井空气静压力始终比回风井静压力小。由于该矿井为抽出式通风方式,因此在该矿井中自然风压在1月份能克服阻力帮助通风,相反7月份较热的时期则增大了矿井通风阻力。

(4)通风负压。该矿井为抽出式通风方式,1月份帮助通风,7月份自然风压增大矿井通风阻力,矿井通风总阻力按以下公式计算:

式中,H初期为矿井通风容易时期总阻力;H后期为矿井通风困难时期总阻力;h摩小为矿井通风容易时期最小摩擦阻力;h摩大为矿井通风困难时期最大摩擦阻力;h局小为矿井通风容易时期局部阻力,按最大摩擦阻力的15%考虑;h局大为矿井通风困难时期局部阻力;按最大摩擦阻力的15%考虑;hn1为帮助通风最小自然风压,-6.4 Pa;hn2为帮助通风最大自然风压,56.6 Pa。

经计算,矿井北风井通风容易时期总阻力为2 258.8 Pa,通风困难时期总阻力为2 451.9 Pa;南风井通风容易时期负压为1 950.6 Pa,通风困难时期负压为2 390.6 Pa。

5.2 等积孔

矿井等积孔按下式计算:

式中,A为矿井等积孔;Q为矿井需要风量;h为矿井通风负压。

计算结果:北风井通风容易时期通风等积孔为3.91 m2,通风困难时期通风等积孔为3.75 m2;南风井通风容易时期等积孔为3.61 m2,通风困难时期等积孔为3.26 m2,属通风容易矿井。

6 结论

(1)陈四楼煤矿突出矿井升级完善的优化与实践,采取科学的安全评价和充分可靠的安全技术措施,系统升级全部22项巷道工程施工过程中,未发生瓦斯超限及动力现象。

(2)通风系统设计优化有效避免了过多的岩巷作业和揭煤作业工程,充分利用了原有的联络巷改造后作为采区避难所或水平充电硐室,节约增效效果明显。

(3)通风系统设计优化、通风设施构筑与巷道施工同步进行,充分利用临时通风设施提前分区域进行通风系统调整,有效缩短了施工工期,所有井巷工程和设施构筑比原计划提前2个月完工。

(4)陈四楼煤矿通风系统升级完善工程的井巷工程、设施构筑工程顺利通过了河南省煤矿安全监察局和河南省煤炭行业协会的联合验收,为其他瓦斯矿井升级突出矿井的完善工作提供借鉴。

矿井设计 篇2

一、编制设计的依据

二、设计的指导思想

三、设计简况

四、主要技术经济指标

五、存在的问题及建议 1 第一章

井田概况及地质特征

第一节

井田概况

一、交通位置

二、地形地貌

三、河流

四、气象及地震

五、矿区经济概况

六、矿区煤炭生产建设概况

七、交通运输

八、电源、水源

第二节

一、地层

二、构造

三、煤层及煤质

四、水文地质条件

五、工程地质条件

六、环境地质条件

七、其它开采技术条件

八、勘探程度及可靠性

地质特征

第二章

井田开拓

第一节

井田境界及储量

一、井田境界

二、矿井储量

第二节

矿井设计生产能力及服务年限

一、矿井工作制度

二、矿井设计生产能力

三、矿井服务年限

第三节

井田开拓

一、井田地质构造、老窑及水文地质条件对矿井开采的影响

二、矿井开拓

三、水平划分

四、大巷布置

五、采区划分及开采顺序

第四节

井筒

一、主斜井

二、副斜井

三、回风平硐

第五节

井底车场及硐室

一、井底车场形式

二、井底车场硐室

三、井底车场主要巷道和硐室支护 31

第三章

大巷运输

第一节

运输方式选择

一、运输方式

二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号

第二节

矿

车

一、矿车选型

二、矿车数量计算

第三节

运输设备选型

一、设计依据

二、设计选型 30

第四章 采区布置及装备

第一节

采煤方法

一、采煤方法的选择

二、工作面设备选型

三、工作面支架与顶板管理方式

四、工作面回采方式

五、采煤工作面的循环数、年进度及工作面长度

六、采区及工作面回采率

七、生产时主要材料消耗指标

第二节

采区布置

一、移交生产和达到设计生产能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算

二、采区尺寸、开采顺序及回采方式

三、采区巷道布置

四、采区车场、装车点及硐室

五、采区煤、矸运输、辅助运输及设备选择，采区通风和排水

第三节

巷道掘进

一、巷道断面及支护形式

二、巷道掘进进度指标

三、掘进工作面个数及掘进设备配备

四、采掘比例关系和掘进率、矸石率预计

五、井巷工程量和移交生产时的三个煤量

第四节

移交标准及建井工期

一、建井工期

二、工作面开采顺序

第五章

矿井通风与安全

第一节 概 况

一、瓦斯

二、煤尘

三、煤层自燃倾向性

四、地温

第二节 矿井通风

一、矿井通风方式及通风系统

二、风井数目、位置、服务范围及服务时间

三、掘进通风及硐室通风

四、矿井风量、负压及等积孔

五、通风设施、防止漏风和降低风阻措施 32 第六章

提升、通风、排水设备

第一节

提升设备

一、提升方式

二、主斜井提升设备

三、提升安全

第二节

主要通风设备

一、设计依据

二、设计选型

三、调节、反风措施

第三节

排水设备

一、设计依据

二、设备选型

第四节

压风设备

一、设计依据

二、设计选型

第五节

架空乘人器设备

一、设计依据

二、设备选型 33

第七章

地面生产系统

第一节 煤质及用途

一、煤质分析

二、煤的用途、用户

第二节

煤的加工 第三节

地面生产系统布置

一、工艺方案及布置原则

二、生产系统能力及主要设备配置

三、工艺流程

四、排矸系统

第四节

地面生产辅助设施

一、矿井机电设备修理车间

二、坑木加工

三、煤样化验室 34

第八章

地面运输

第一节

概况 第二节

煤炭外运方式 第三节

进场公路

第九章

总平面布置及防洪排涝

第一节

概

况 第二节

平面布置

一、平面布置的主要原则

二、平面布置设计

三、场地绿化和美化设施

第三节

竖向设计及场内排水

一、竖向布置原则

二、竖向布置形式

三、土石方工程量及填挖平衡

四、场内排水

第四节

场内运输

一、窄轨铁路

二、场内道路

第五节

矿井其它工业场地

一、风井工业广场

二、排矸场

三、爆破材料库

第六节

管线综合布置 第七节

防洪排涝 36

第十章

电 气

第一节

供电电源 第二节

电力负荷 第三节

送变电

一、矿井供电方案

二、送电线路技术特征

三、矿井中心变电所

四、短路电流计算及主要电气设备选择校验

第四节

地面供配电

一、地面供配电系统

二、工业及民用建筑物防雷、照明

第六节

井下供配电

一、井下负荷及井筒电缆选择

二、井下供电系统

第七节 调度、通信

一、行政通信

二、调度通信

第八节

生产安全监测与计算机管理

一、生产安全监测

二、计算机管理 第十一章

工业建筑及行政、公共建筑

第一节

设计原始资料和建筑材料

一、设计依据、指导思想

二、气象条件

三、工程地质、地震资料、建筑材料及设计依据

第二节

工业建筑物及构筑物

一、生产系统的建筑物结构选型

二、建筑结构特征

第三节

矿井行政、公共建筑物

一、设计依据

二、矿井行政、公共建筑面积计算

三、浴室、更衣室设备计算第十二章

给水、排水和采暖通风供热

第一节

概况及设计依据

一、概况

二、主要设计依据

第二节

给

水

一、矿井及工业场地用水量估算

二、给水水源

三、给水系统及主要给水构筑物

第三节

排水 第四节

采暖供热

一、室外气象参数

二、采 暖

三、供 热

四、设备选型

第十三章

节能减排

第一节

节 能

一、井下开采节能

二、地面建筑节能

三、矿井供电节能

四、机械设备节能

五、节煤

六、给排水、暖通及环保节能

第二节

一、用水指标分析

二、节水措施

第三节

一、瓦斯利用

二、矸石利用

三、矿井水利用

节 水

减排

第十四章

矿井灾害防治及安全装备

第一节

开拓布置及矿压控制

一、矿井、水平、采区及采煤工作面安全出口

二、采煤工作面、主要运输巷及回风巷的支架选型及顶板压力、下沉量的关系

第二节

矿井通风系统评述

一、通风系统中风流稳定性说明

二、矿井通风系统抗灾能力分析

三、矿井风质、风量合格分析及合格率

第三节

防灭火

一、开采煤层自燃预测及防治措施

二、井下外因火灾防治措施

三、地面防灭火系统

第四节

防治水 第五节

粉尘防治

一、概述

二、综合防尘措施

三、建立完善的井下防尘洒水管路系统

四、矿井粉尘的检测、监测

第六节

矿井瓦斯防治

一、瓦斯

二、防爆措施

三、隔爆措施

第七节

矿井安全监测监控

一、生产监测系统

二、计算机管理系统

第八节

矿井安全仪器和装备

一、矿井安全仪器和装备

第九节

电气安全

一、矿井供电系统的安全可靠性分析

二、电气设备接地、漏电、过流三大保护及其可靠性分析

三、雷电及设置的雷电保护装置

四、电气防火和防爆措施

五、在预防触电方面的措施

六、为防止静电 42

第十五章

环境保护

第一节

水污染及处理

一、生活污水处理

二、井下废水的处理

第二节

噪声污染及防治 第三节

矸石、废渣处理

一、防治矸石山污染措施

二、生活垃圾处理

三、锅炉灰渣处理

第四节

矿井绿化、水土保持 第五节

地表沉陷对环境影响的预测

第十六章

技术经济

第一节

劳动生产率和劳动定员

一、劳动定员

二、劳动生产率

第二节

概算投资及资金筹措

一、概算投资

二、资金筹措及投资分配

第三节

原煤生产成本

一、成本计算依据

二、原煤成本计算

第四节

销售收入、税金及利润

一、煤炭用户及价格

二、矿井年销售税金及附加

三、利润

第五节

财务评价

一、盈利能力分析

二、盈亏平衡分析

第六节

矿井设计主要技术经济指标第十七章

矿产资源开发利用

第一节

概况

第二节

产品需求状况及市场预测

一、煤炭产品在国内需求情况和市场供应情况

二、产品的价格分析

第三节

一、工作面回采率

二、采区回采率

矿井通风控制系统设计改造 篇3

针对矿井旧通风控制系统中存在的体积庞大、接线复杂、机械触点多、排除故障困难、可靠性差、自动化程度低等缺陷，设计了一种基于先进PLC控制技术的矿井通风安全控制系统。该控制系统投入使用，运行结果表明，系统具有功能完善，运行稳定，节能效果明显等特点，提高了企业的生产效率和经济效益，具有很好的应用前景。

关键词： 控制 变频 PLC

1.前言

煤矿矿井通风系统是煤矿矿井安全生产的重要组成部分，煤矿矿井通风系统能否正常工作与矿井内工作环境条件、生产效率、安全生产密切相关。随着我国政府对各行各业安全生产监管力度的不断加强，尤其对煤矿安全生产的要求越来越高，对煤矿矿井通风系统进行技术改造，提高其运行稳定性、节能降耗等势在必行。本系统将PLC与变频器有机地结合起来，采用以矿井气压压力为主控参数，实现对电动机工作过程和运转速度的有效控制，使矿井通风机通风高效、安全，达到了明显的节能效果。

2. 系统的设计功能

本控制系统具有通风机组的启动、互锁和过热保护等功能。与常规继电器实施的通风系统相比，PLC系统具有故障率低、可靠性高、接线简单、维护方便等诸多优点，PLC的控制功能使通风系统的自动化程度大大提高，减轻了岗位人员的劳动强度。为满足矿井通风系统自动控制的要求，系统的具体设计要求如下：

2.1.本系统提供手动/自动两种工作模式，具有状态显示以及故障报警等功能。

2.2.模拟量压力输入经PID运算，输出模拟量控制变频器。

2.3.在自动方式下，当井下压力低于设定压力下限时，两组风机将同时投入工作运行，同时并发出指示和报警信号。

2.4.模拟量瓦斯输入，当矿井瓦斯浓度大于设定报警上限时，发出指示和报警。当瓦斯浓度大于设定断电上限时，PLC将切断工作面和风机组电源，防止瓦斯爆炸。

2.5.运用温度传感器测定风机组定子温度或轴承温度，当定子温度或轴承温度超过设定报警上线时，发出指示和报警信号。当定子温度或轴承温度超过设定风机组转换温度界线时，PLC将切断指示和报警信号并自动切断当前运行风机组，在自动方式下并能自动接入另一台风机组运行，若在手动方式下，工作人员手动切换。

3.系统硬件构成及各部分功能

本控制系统有可编程控制器（PLC）、A/D转换模块、D/A转换模块、变频器、传感器部分、监控对象和电控回路组成。

3.1.PLC可编程控制器部分可编程控制器部分

PLC概述概述PLC是以微处理器为核心的一种特殊的工业用计算机，其结构与一般的计算机相类似，由中央处理单元（CPU）、存储器（RAM、ROM、EPROM、EEPROM等）、输入接口、输出接口、I/O扩展接口、外部设备接口以及电源等组成。CPU单元由微处理器、系统程序存储器、用户程序存储器以及工作数据存储器等组成，它是PLC的核心部件，是由大规模或超大规模的集成电路微处理芯片构成，主要完成运算和控制任务，可以接收并存储从编程器输入的用户程序和数据。存储器单元按照物理性能分为两类，随机存储器（RAM）和只读存储器（ROM）。输入输出单元由输入模块、输出模块和功能模块构成，是PLC与现场输入输出设备或其他外部设备之间的连接部件。PLC通过输入模块把工业设备或生产过程的状态或信息读入中央处理单元，通过用户程序的运算与操作，把结果通过输出模块输出给执行单元。输出模块用于把用户程序的逻辑运算结果输出到PLC外部，输出模块具有隔离PLC内部电路和外部执行单元的作用，还具有功率放大的作用。

3.2.变频器部分

本系统选用的是西门子全新一代标准变频器MicroMaster440功能强大，应用广泛。它采用高性能的矢量控制技术，提供低速高转矩输出和良好的动态特性，同时具备超强的过载能力，以满足广泛的应用场合。变频器的选用：变频器的选用应满足以下规则，变频器的容量应大于负载所需的输出；变频器的容量不低于电机的容量；变频器的电流大于电机的电流。由于本设计以风机组2×30kW为例，因此可选用37kW，额定电流75A的变频器。考虑到改进设计方案的可行性，调速系统的稳定性及性价比，我们采用西门子MM440、37kw，额定电流为75A的通用变频器。该变频器采用高性能矢量控制技术，提供低速高转矩输出和良好的动态特性，同时具备超强的过载能力，可以控制电机从静止到平滑起动期间提供3S，有200%的过载能力。变频器参数的设置：负载为一大惯性负载，在停车时，为防止因惯性而产生的回馈制动使泵升电压过高的现象，加入制动电阻，斜坡下降时间设定长一些。外接制动电阻的阻值和功率可按公式R≥2Ud/1P≥（0.3—0.5）选取。式中：U为变频器直流侧电压，d为变频器的额定电流。本次设计采用西门子与37kW电机配套的制动电阻响和对转速调整的要求，系统用模拟量输入作为附加给定，与固定频率设定相叠加以满足不同型号模具特殊要求。

4.软件设计

本控制系统的软件设计是分四部分实现的，主要包括手动自动控制部分、温度转换控制部分、瓦斯浓度控制部分和压力PID控制部分。本文中所采用的PLC是西门子公司的产品S7-200系列，CPU的型号是CPU226。主要包括手动/自动控制部分、温度转换控制部分、瓦斯浓度控制部分、压力PID控制部分、PLC与变频器通信和机械故障处理部分。其中手动和自动控制部分是在温度、瓦斯和压力控制中使用的。所以下面仅对温度、瓦斯、压力进行分析。温度控制部分本设计的风机组设有轴承温度和定子温度过热保护。综合所选用的风机组自身特性和国家规定标准，设置了风机组轴承温度和定子温度报警温度和跳闸温度（本系统是风机组切换温度）。瓦斯浓度传感器将连续变化的瓦斯浓度信号转换为4～20毫安的电流，然后经A/D转换模块EM235，通过其内部的采样、滤波，转换为PLC能识别的二进制信号存储到VD196中。

5.结束语：

论矿井通风设计 篇4

1矿井通风设计的内容与要求

矿井通风设计的基本任务是建立一个安全、经济并且技术先进的矿井通风系统。矿井通风设计分为新建与改建或扩建矿井通风设计。对于新建矿井的通风设计, 要把当前需要与长远发展结合起来考虑, 目光要放得远些。对于改建或扩建矿井的通风设计, 必须对原有生产情况与通风情况进行细致的调查, 找出问题, 结合实际情况, 充分利用原有设备和原有基础来完善通风设计。井通风设计一般分为两个时期, 即基建时期与生产时期, 分别进行设计计算。

1.1矿井基建时期的通风

矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风, 即开凿井筒 (或平硐) 、井底车场、井下硐室、第一水平的运输巷道和通风巷道时的通风。此时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后, 主要通风机安装完毕, 便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全风压通风, 从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。

1.2矿井生产时期的通风

矿井生产时期的通风是指矿井投产后, 包括全矿开拓、采准和采矿工作面以及其他井巷的通风。这时期的通风设计, 根据矿井生产年限的长短, 又可分为两种情况:

(1) 矿井服务年限不长时 (大约15至20年) , 只做一次通风设计。矿井达产后通风阻力最小时为矿井通风容易时期;矿井通风阻力最大时为通风困难时期。依据这两个时期的生产情况进行设计计算, 并选出对此两时期的通风皆为适宜的通风设备。

(2) 矿井服务年限较长时, 考虑到通风机设备选型, 矿井所需风量和风压的变化等因素, 又需分为两期进行通风设计。第一水平为第一期, 对该时期内通风容易和困难两种情况详细地进行设计计算。第二期的通风设计只做一般的原则规划, 但对矿井通风系统, 应根据矿井整个生产时期的技术经济因素, 做出全面的考虑, 以使确定的通风系统既可适应现实生产的要求, 又能照顾长远的生产发展与变化情况。

矿井通风设计所需要的基础资料如下:

矿井地形地质图;矿岩游离二氧化硅 (矽) 、硫、放射性物质及瓦斯和有害气体的含量;矿岩自然发火倾向性;矿尘爆炸性;矿区气候条件, 包括年最高、最低、平均气温、地温、地热增深率及常年主导风向等;矿岩容重、块度、松散系数、含泥量及粘结性;矿区有无老窑旧巷及其所在地点和存在情形;矿井年产量、服务年限、开拓系统、回采顺序、开采方法;产量分配和作业布置, 同时作业的工作面数及备用工作面个数;同时开动的各种型号的凿岩机台数及其分布;同时爆破的最多炸药量;同时工作的最多人数等。

矿井通风设计的内容:确定矿井通风系统;矿井风量计算和风量分配;矿井通风阻力计算;选择通风设备;概算矿井通风费用。此外, 根据不同地区或矿井的特殊条件, 还需进行矿井空气温度调节的计算。

矿井通风设计的要求:将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所, 保证生产和创造良好的劳动条件;通风系统简单, 风流稳定, 易于管理, 具有抗灾能力;发生事故时, 风流易于控制, 人员便于撤出;有符合规定的井下环境及安全监测系统或检测措施;通风系统的基建投资省, 营运费用低、综合经济效益好。

2优选矿井通风系统

(1) 矿井通风系统的要求:

每一矿井必须有完整的独立通风系统;进风井口应按全年风向频率, 必须布置在不受粉尘、矿尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方;箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼做进风井, 如果兼做回风井使用, 必须采取措施, 满足安全的要求;多风机通风系统, 在满足风量按需分配的前提下, 各主要通风机的工作风压应接近, 当通风机之间的风压相差较大时, 应减小共用风路的风压, 使其不超过任何一个通风机风压的30%;每一个生产水平和每一采区, 都必须布置回风巷, 实行分区通风;井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流, 回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中;井下充电室必须用单独的新鲜风流通风, 回风风流应引入回风巷。

(2) 确定矿井通风系统

根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、矿层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、矿石自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件, 提出多个技术上可行的方案, 通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。

对于有两台或多台主要通风机工作的矿井, 矿井通风阻力应按每台主要通风机所服务的系统分别计算。在主要通风机的服务年限内, 随着采矿工作面及采区接替的变化, 通风系统的总阻力也将因之变化。为了使主要通风机在整个服务期限都能满足需要, 而且主要通风机有较高的运转效率, 需要按照开拓开采布局和采掘工作面接替安排, 对主要通风机服务期内不同时期的系统总阻力的变化进行分析, 当根据风量和巷道参数 (断面、长度等) 直接判定出最大总阻力路线时, 可按该路线的阻力计算矿井总阻力;当不能直接判定时, 应选几条可能最大的路线进行计算比较, 然后确定该时期的矿井总阻力。

参考文献

[1]张秀华, 王李管, 冯兴隆.金属矿山通风系统安全性综合评价[J].中国矿业, 2010, (04) .

[2]郭长飞.矿井通风设计的依据、内容与拟定系统探析[J].科技风, 2008, (09) .

梁家煤矿矿井防灭火设计 篇5

1.矿井基本概况 1.1矿井概况

龙口矿业集团公司梁家煤矿设计生产能力180万t／a，位于山东省龙口市黄县煤田西北隅，井田范围由国土资源部以国地资矿通字20001130号文批复，由1-41号矿界坐标点顺序圈定，西至龙口渤海，北以1-10号矿界坐标点与梁家煤矿相邻，东北以10-17号矿界坐标点与桑园煤矿分界，至20号勘探线，南以F13、F14，F40，F43、F59，断层及煤2-800m等高线为界。井田面积：东西长约9-9.5km，南北宽约3-6.1km，面积约48km。

烟(台)潍(坊)公路横贯井田中部，西南至潍坊167km，东至烟台1l4.5km，分别与胶济铁路、蓝烟铁路相接，可通达全国各地。井田西端龙口港可通烟台、天津、大连等城市，水陆交通十分便利。

井田内为山前冲积平原，地形平坦，地面标高0～+27m，由西北向东南逐渐增高，地形的自然坡度一般为千分之三左右。

梁家煤矿下第三系煤系地层总厚度为1095m，含煤地层平均总厚216m，含煤6层，即煤上

2、煤上l、煤

1、煤

2、煤3，及煤4。纯煤平均总厚13.44m，含煤系数6.22％。可采纯煤总厚10.64m。煤上

2、煤上

1、煤3不可采，煤

2、煤4，局部不可采。含油页岩4层，即油

1、油

2、油

3、油4。可采油页岩平均总厚4.30m。油

1、油3不可采，油4为煤4底板，层位稳定，厚度不稳定，局部达可采厚度。油2为主要可采层，其质量、结构又可分为油2上

2、油2上

1、油2中及油2下四层，油2上2，17勘探线以东变薄至沉缺17勘探线以西可采。油2上1局部可采，油2中、油2下不可采。

本井田水文地质类型为简单型，区内地形平坦。第四系富水性强的砂砾层与含煤地层的水力联系微弱，主要由于煤系地层中的泥岩类地层隔水性较好。含煤地层中主要有八层含水层，分别为钙质泥岩、泥灰岩、泥岩与泥灰岩互层、煤1油

2、煤2及其底板砂岩、煤3煤4间煤

4、煤4下部砂砾岩。其中泥灰岩、煤1油

2、煤2机器底板砂岩为本区对生产有直接影响的三层主要含水层，泥灰岩距煤1平均43.26米，为煤1的直接充水层。煤2上距泥灰岩约60米，在大中型断层的下盘开采煤2层，也将受泥灰岩水的威胁。煤1油2距煤2约13米，是煤2的直接充水层。根据黄县煤田资料，泥灰岩最大涌水量为150m3/h，煤l油2水的最大涌水量为300m3／h，煤2底板砂岩水的最大涌出量为51m3／h，这三层主要的含水层对主采煤层的回采造成直接的影响。本井田西临渤海，海中也有第四系的含水层和隔水层，第四系顶部为厚3.50-4.40m的淤泥，其下以粘土、砂质粘土为主，其次为粉砂岩，隔水性良好，因此海水不与煤系地层直接接触，不发生直接水力联系，海水与采煤关系不大。矿山监理

1.2开拓开采情况

2002年末矿井资源总量为41714.2万t，其中工业储量29284.2万t，可采储量16289.6万t，其中“三下”压可采储量13264.3万t，煤总量28511.5万t，其中工业储量22944.8万t，可采储量12631.1万t，其中“三下”压可采储量10677．4万t。油页岩总量为13202.7万t，其中工业储量6339.4万t，可采储量3658.5万t，其中“三下”压可采储量2586.9万t。

现梁家煤矿分别在二层煤的四采区和四层煤的一采区生产开拓，共有独立供风的生产工作面3个，即4110工作面、2408工作面以及1210撤面；备用工作面1个，即2401上顺、2401下顺、煤4轨道巷、煤4皮带巷、4114上顺、4103下顺；独立供风硐室19个和其它独立供风井巷9个。

矿井开拓方式为中央立井分水平开拓。矿井有三个井筒，主井、风井位于井田的浅部（-313m）副井位于井田的中部。矿井只有一个水平，标高为-450m。井田采用上下山开采，采煤工作面走向长壁采煤法。煤2为综采一次采全高；煤4为综采放顶煤开采。矿井开拓与通风系统平面图如图1所示，矿井开拓剖面图如图2所示，1.3通风情况

矿井通风方式为中央边界式，通风方法为抽出式，副井提升兼进分，主井提升兼辅助进风，风井通风机房配备2台轴流式通风机，型号均为1K58NO.27，一台运转，一台备用。每台主要通风机配备一台TD630/29-6型电动机，额定功率为56KW。

矿井总进风量9374.1 m3/min，总回风量5924.0 m3/min，总排风量9801.6 m3/min，矿井需风量7308.0 m3/min，矿井通风系统总阻力为1892.1Pa，矿井等积孔为4.47m2，矿井属通风容易矿井。

1.4 瓦斯p;根据2003年12月山东省煤矿通风检测站编制的《龙口矿业集团公司梁家煤矿矿井通风能力核定及系统评价》

瓦斯等级鉴定结果：相对涌出量为1.330m3／t，绝对涌出量为6.121m3／min；二氧化碳:相对涌出量为2.029m3／t，绝对涌出量为9.326m3／min。

根据矿井瓦斯等级鉴定标准，梁家煤矿定为低瓦斯矿井。1.5地温

1.5.1地温的垂向变化

地温随着深度的增加而增高。本井田在地下300m的温度为23-25℃，地温梯度3.13-3.43℃/100m；垂深500m时，温度31-33℃，地温梯度3.37-3.7℃/100m，达到一级热害区上限；垂深700m时，温度38-41℃，地温梯度3.5-3.79℃/100m，达到二级热害区上限；垂深900m时，温度高达49℃，在含煤段由于岩性复杂，煤和油页岩导热性差，低温梯度在4.6-6℃/100m，反映了井田地温是偏高的。

1.5.2地温在平面上的变化

地温从平面上看，东部和西部有明显差异。在西部，31℃等温线分布在-500--550m水平上；在东部31℃等温线分布在-400--450m水平上。37℃等温线在西部分布在-650-700m水平，东部则分布在-600--650m水平。矿山监理

-450m水平切面的地温状况为28.9-34.2℃，平面上的变化是含煤区温度高，非含煤区温度低，东部高西部底，相差约2℃。总之，井田属岩温型地温异常，使-450m水平以下的煤层处于一级和二级热害之中。1.6 自然发火

各煤层均有煤尘爆炸危险性。由于该区煤的燃点低，油页岩用火柴即可直接点燃。煤层节理发育，褐煤及油页岩易自燃发火。矿井各煤层自燃倾向性为一类容易自然发火煤层。煤2最短自然发火期为22天，一般为1-3月。

目前使用的防灭火注浆材料主要是黄土和凝胶，黄土浆主要用于采空区

预防性注浆，凝胶用于封闭密闭间、小联络巷及处理高温点时使用。

2防火设计工作面基本情况 1.1设计工作面概况

设计工作面为4110综采放顶煤开采工作面，工作面走向长度886m，倾斜长度148.5m，工作面开采参数如表1所示，煤层柱状图如图3所示，顶、底板状况为：

1)直接顶为煤4的41-42段煤层，厚度2.19米，煤夹泥岩。2)直接底为煤4的47-48段煤层，厚度3.3米，泥岩夹煤，泥岩易风化，遇水膨胀。

工作面煤尘具有爆炸性，属低瓦斯矿井。工作面煤层易自燃，地温较高，一般在29-31℃左右。4110工作面总体上不具备自然排水条件，根据对4110工作面涌水状况预测，工作面正常涌水量为3m3/h，最大涌水量为15m3/h，工作面不具备自自然排水条件，必须安装排水能力大于15m3/h的排水系统。4110工作面通风系统如图1所示，进、回风线路为：

进风：付井→付井井底车场→东大巷→集中石门→煤4石门→煤4一采暗斜井→煤4一采轨道→4110上顺联络巷→4110上顺→工作面

回风：工作面→4110下顺→煤4一采皮带上山→煤4总回风巷→23°上山→250总回风巷→风井。

工作面巷道布置、支护方式(1)材料巷

采用单体液压支柱配合π钢上挑木板梁刹顶的支护方法进行支护，采用2.5m支柱，柱下穿铁鞋，主要用于进风、运料和行人。

(2)运输巷

支护方式与材料巷相同，采用2.8m支柱，柱下穿铁鞋，主要用于回风、运输和行人。

采用综合机械化采煤方法，顶板管理采用全部陷落法，机采高度为2.8米，放顶煤高度3.35米。

2防火灌浆设计基本参数 1.1灌浆材料

土源距煤矿风井5km，土质优良，容重1.3t/m3，属于亚粘土，塑性指数12，取土方便，矿井轻轨矿车可直接到达取土地点。龙口矿业集团采用的土水比为1：3-5，灌浆系数0.03-0.05。

1.2工作面参数

风井地面标高+3.7m,井底位于-250水平，风井到4110工作面回风巷入口距离为1850m，其余工作面参数如表1所示。

防火设计要求

根据龙口矿业集团梁家煤矿的实际情况，要求对矿井进行预防性灌浆防火设计，具体内容包括：

说明防火灌浆设计依据及基础资料 确定灌浆系统与灌浆参数 防火灌浆设计计算 灌浆管道系统设计 灌浆泵设计 水枪设计

7、灌浆站及主要设施设计 防火灌浆设计步骤 防火灌浆设计依据及基础资料 1.1煤层赋存条件

矿井设计 篇6

关键词：矿井通风；系统优化设计；改进方向

中图分类号：TD724 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2014）04-0092-02

对于从事矿井通风作业的专业技术人员而言，如何优化矿井通风系统属于矿井设计的重要问题之一，提高矿井通风系统的工作效率促进矿机工作生产力的关键所在。随着我国采矿业的高速发展，由于矿产资源的开采加大，矿井作业面临着诸如通风系统距离增加、风量调节难度加大、井下有毒气体增多、以及井下湿度大、气温高、氧气密度小等严重问题。促进矿井通风系统优化设计势在必行。

1 矿井通风系统的内容体系

1.1 矿井通风系统

矿井通风系统，简而言之，就是通过通风设备以及通风网络将地表新鲜空气输送至井下满足井下作业环境要求，同时排出井下作业时所产生的污浊空气的换气系统。即将井下空气与地表空气之间通过人工建造形成空气流通循环的系统工程，以满足矿井作业需要从而提高施工效率。

1.2 矿井系统

1.2.1 矿井通风系统等级分类。矿井通风系统通常依据矿井作业中面临的具体问题进行等级分类，一般将矿井内主要面临安全问题例如瓦斯浓度、煤层自燃条件、井下温度作为矿井通风系统的主要标准。针对于普通类型矿井，在矿井通风系统中对其定义为一般型；对于温度过高的矿井，以其瓦斯浓度、煤层自燃等具体情况还分为一般降温型、防火降温型以及排放瓦斯降温型三大等级；而对于瓦斯安全问题，国内对矿井通风系统将其细分为一般排放瓦斯型、排放瓦斯及降火型与排放瓦斯防火降温型。

1.2.2 矿井通风方式分类。针对矿井通风方式通常通过不同矿井的回风口与井田的具体位置进行细致划分。中央式、对角式、分区式以及混合式四种通风方式是国内对矿井通风的具体分类。将进出风口设置于井田中央部位的通风方式我们通常将其定义为中央式通风，而针对中央式矿井通风方式的风井倾斜对应位置，我们又可以将其细分为中央并列式以及中央边界式两种；而对于对角式通风系统，因其井田两翼的位置差异，亦可通过回风口与井田位置关系的不同分为单双翼两种对角式通风系统；至于将井田的每一区域内都设立独立的通风系统的矿井通风方式，我们将其定义为分区式通风系统；对于混合式通风方式，顾名思义，即将中央式、对角式、分区式三种通风方式灵活运用于一体，结合各种不同的优点并为己用形成的独特的优质的通风方式。

1.2.3 通风方法分类。矿井通风方法通常可分为自然通风和机械通风。基于通风机的运作原理的不同，一般通风方法也不同。以压入式而言，通过进风井的主扇给予正压促使地表空气进入井下，并压出井下作业产生的浑浊气体；利用回风井的主扇产生的强大负压抽出井下作业产生的浑浊空气的空气循环方式我们称之为抽风式；混合式则采取利用进风井的主扇压入新鲜空气和利用回风井的主扇抽出污浊空气相联合的通风方式。由于自然风压一般较小且不稳定，因此矿井必须采用机械通风，我国大多数矿井主要通风采用抽出式通风，采掘工作面通风则多采用压入式的局部通风方式。

1.2.4 矿井通风网路分类。风路连接方式的差异性是对矿井通风网络分类的主要标准，串联、并联和角联是通风网络系统的三种基本联接方式。将两个或两个以上通风风路直接联在一条线路中，并不分流的通风网络形式被称为串联网络。而并联网路指的是在确立一个通风主系统的前提下，将不同子系统以首首相连、尾尾相连的形式构成的一个通风系统。角联网路是指在并联网路分、合点之间贯穿一条或几条对角风路。

2 矿井通风系统优化的探讨

2.1 矿井通风系统设计的宗旨

矿井通风设计宗旨在于通过促进井下与地表空气的循环，提高井下工作环境质量，以达到保障工人生命安全，提高矿井施工效率的目的。

2.2 优化矿井通风系统的作用

矿井通风系统的设计直接影响着矿井的工作安全、经济效益、生产运营和应变能力。利用科学方法综合考虑各种因素影响，确定一个抗灾能力强、安全可靠、经济实用和技术合理的通风系统。

2.3 矿井通风系统优化设计的原则

矿井通风系统优化设计应坚持以人为本的原则，通过改善矿井通风状况，为井下营造稳定可靠的安全生产环境；坚持经济节约的原则，根据实际生产情况，合理布局井筒和通风井等设施，缩短回风距离，最大限度地降低回风阻力；坚持统筹规划的原则，结合矿井未来发展趋势，合理调整现有的井巷和通风设备，充分发掘通风系统的潜力，形成与井下动态变化相适应的通风

系统。

3 矿井通风系统优化设计的改进方向

3.1 目前矿井通风系统技术的发展状况

伴随国内外科学技术的快速发展，矿井通风技术也发展出多风机多级机站、抽出式局部通风机、FQC系列矿用气动抽出式塑料叶轮轴流局部通风机、智能局部通风机等新的设备。目前，学术界对于如何改建矿井通风系统与技术模式还没有给予一致的规定与要求，矿井通风重点考虑的内容包括分区通风系统、多风机多级机站通风系统、主—辅多风机系统、统一主扇通风系统、矿井通风系统的微机自动控制技术新型以及高效、节能矿用风机的研制与应用等。

3.2 矿井通风系统优化设计的发展方向

随着计算机技术的快速发展，专家学者已开发出推理机、FortranCAD系统、Fortran 77Dbase-Ⅲ系统等一批新型高科技矿井通风系统设计软件，通过进一步开发通风系统技术在矿井中的运用，矿井通风系统优化设计未来应重点从以下三方面开展工作：

3.2.1 发展综合集成技术。当前，矿井通风系统优化设计研究呈现多种设计方法相综合的发展趋势，在设计过程中日趋注重将多元化知识与数据收集并有机结合在一起，将不同的分析方法结合在一起，运用计算机网络自动化工程技术统一管理矿井通风系统。对矿井通风系统优化设计应继续加强人机结合和人网融合，创立起完整的智能化矿井通风集成系统，结合自主学习和自主适应机制，建立健全、完善发展系统的最终目的。

3.2.2 重视决策支持系统。目前，矿井通风系统的优化设计主要依靠计算机系统进行处理，优化方法逐渐由线性优化转向非线性优化。但受当下计算机发展水平的制约，开发出自动设计系统还面临很大困难。因此，与矿井通风系统优化设计相配套的计算机软件，在设计过程中应以决策支持系统为主，逐步研制和设计相对独立的计算机软件系统来优化矿井通风系统。

3.2.3 完善电子监控体系。伴随着采矿方法和采矿技术快速发展，许多矿井的生产量往往超过其原有的生产设计能力，矿井规模越来越大，矿井通风系统日趋复杂，特别是随着多风机多级机站等新技术的应用，矿井通风系统的管理工作也日益复杂，传统的凭人工经验对通风系统进行管理已经不能适应社会经济快速发展，运用计算机网络自动化工程系统针对矿井通风系统采取监控已经成为矿井生产和发展的必然趋势。对此，矿井通风系统优化设计应把电子监控体系建设作为一项重要工程，安排适当数量的监测点和监测设施，对矿井的运行状态进行全面监控，为通风系统的深入优化提供重要支撑。

参考文献

[1] 牛胜建.矿井通风系统的设计与选型探讨[J].能源与节能，2013，（11）：36-38.

[2] 邱宇善，雷远扬.浅析矿井通风系统优化设计的改进方向[J].现代经济信息，2012，（17）：171+176.

矿井开采设计方法探讨 篇7

1.1 方案比较的内容

煤矿开采的影响因素较多, 需要解决的问题的性质和涉及的范围各不相同, 在进行开拓方案设计时, 要按参加比较的方案特点、差别和复杂程度, 确定方案比较的具体项目、内容和重点。在一般情况下, 要比较的主要项目和内容有以下几类:一是工程量。要分别按实物单位计算。其中主要包括:井巷工程量、地面建筑工程量、机电设备的安装工程量和占用的农田面积、平整土地土石方数量等。二是基本建设投资。要分别按价值单位计算井巷和地面建筑、机电设备安装及其他工程的费用。在计算基建投资时, 要尤其注意初期投资。三是基本建设工期。四是生产经营费用, 要根据矿井生产过程计算出生产经营费用。五是矿井生产能力, 煤炭采出率, 巷道掘进率, 生产过程机械化程度, 机电设备和主要材料需要量等。

1.2 方案比较法的步骤

一是提出切实可行的方案并进行技术比较。二是经济比较。将几种方案详细地进行经济计算与比较。三是综合技术经济比较结果, 确定合理的矿井开拓方案在方案。四是按设计任务的要求, 编写出方案的详细文字说明, 绘出说明方案的相关图纸等等。

1.3 在进行方案比较时, 要注意以下问题

一是认真全面地研究各种条件和因素;不可遗漏方案;对方案中要列入的对比项目, 要进行反复核对, 以免遗漏。二是在进行经济计算时, 主要考虑重要项目的费用。三是相同费用项目不进行比较。若比较的方案是专门研究通风或排水问题, 就要进行比较;关于某项费用是否相同的问题, 也要进行具体分析, 如:两方案采用相同的井底车场及地面设施, 在两方案井型相同时, 应看做相同的项目不予比较。四是生产经营费用, 通常按一个水平或全矿服务期间的消耗总值计算。五是在进行大的方案比较前, 先将一些相同类型的局部方案进行比较, 求出合理的局部方案后, 再进行整体的方案比较。六是在进行经济比较时, 要把基本建设费用与生产经营费用分别列出。七是把各方案的矿井建设期限分别计算出来, 作为方案比较的因素之一。因为缩短建设工期, 能够节约施工费用。八是各方案的差别以百分比表示, 把总费用最小的方案定为100%, 其他各方案的费用与其相比较。九是对方案进行最终综合评价时, 应正确估计各项影响因素在研究方案中的重要性程度, 以按给定的目标, 选取最优方案。要按具体情况, 综合分析研究各个影响因素的主次关系, 择优选用。

2 统计分析法

统计分析法是按现有生产矿井的实际情况, 针对需要解决的问题进行调查统计, 借以分析某些技术参数之间的关系, 某些参数的合理平均值或可取值范围。

统计分析法的理论基础是数理统计原理。因其采矿问题非常复杂, 要得到大量同类可比的统计资料很困难, 对条件多样、影响因素复杂的技术方案问题, 不适合采用统计分析法。可作为一种辅助方法。因统计数据是在原有的生产技术条件下取得的, 在采用新技术和新工艺时, 原有数据则不能适应新的情况, 为提高设计质量, 要重新调查, 得到新的参数。

3 数学分析法

数学分析法一般采用以吨煤费用最低为准则, 列出吨煤费用与所求参数之间的函数关系, 采用微分法求极值的原理求解开采设计方案中一些参数的有利值。

运用数学分析法在解决具体问题时, 要设法列出目标函数与参变量之间的函数关系式, 再运用微分法求最高 (如产量、盈利和效率) 或最低 (如成本、材料消耗、能源消耗) 的极值, 此极值即是在经济上或其他指标最优参数值。此函数关系式可为单变量函数, 也可为多变量函数。此方法多用来研究合理的工作面长度、采区或盘区走向长度, 矿井生产能力等定量参数的最优值。变量的数目越多, 求解就越困难, 通常只用到三个数学分析法是以一定的技术方案为条件, 所拟定的技术方案不同, 其项目及编列的函数方程也不同。因此, 这种方法不能解决不同技术方案的对比, 只能用来研究某一方案的合理参数值。采矿问题非常复杂, 受多种因素影响, 为适应编列方程的需要, 在应用数学分析法时, 要把某些条件予以简化;数学分析方法不能全面考虑技术、安全和管理等因素, 因此, 只能将由数学分析法求得的参数值看做是相当大的合理值范围, 还要结合其他因素综合考虑。此方法虽然存在以上问题, 但是以数学形式反映各因素在量上的关系是非常简明的, 它是一种重要的研究方法, 作为方案比较法的重要补充。

4 经济数学规划法

随着应用数学的发展, 特别是电子计算机技术的应用, 为发展新的设计方法提供了有效的手段。经济数学规划法, 应用电子计算机解决矿井开采设矿井是复杂的煤炭生产工艺系统, 也是复杂的工程系统, 不但要使各分系统合理化, 还要使它们组成最优的矿井系统, 使整个系统实现最优, 可以运用规划论解决这一问题。经济数学模型由目标函数和约束条件组成。对矿井设计而言, 要按拟定的方案、设计要求来编列函数方程, 这就构成了规划论中的所谓目标函数;同时, 设计方案的某些技术参数, 则要满足一定的技术条件和“定额”的规定, 如果把其用数学式来描述, 便形成了规划论中的约束条件。生产实践表明, 多数矿井设计一般为非线性规划问题, 要设法求解多元目标函数在一定约束条件下的最大值 (如劳动生产率最高) 或最小值 (如吨煤费用最低) , 求出最佳配合的各项参数值。

采用经济数学规划法进行矿井开采设计的主要步骤如下: (1) 深入了解研究井田的地质条件和采矿技术条件, 提出各分系统技术上可行性的方案, 例如井田开拓方式、采准巷道布置方式、采煤方法、运输、提升和通风系统等。 (2) 按技术合理的要求编列各分系统的组合方式, 提出几个全矿井的工艺系统方案, 并绘制出各方案的草图。 (3) 论证最优化准则, 并确定实施方案的有关参数及其相关的费用项目, 例如与所求参数有关的基本建设费、运输费和生产经营费等。 (4) 按矿区地质条件、矿井参数、最优化准则和有关费用数值, 建立与方案对应的经济数学模型。 (5) 分析计算结果并选出最优方案和最佳参数值。

采用此方法进行矿井优化设计, 应结合层次分析法、模糊数学法来进行。采用系统工程的方法进行矿井优化设计, 因其影响矿井工艺系统的因素较多, 并随条件和时间而变化, 得到的最优结果是相对的, 还需要做大量的基础工作, 不断加以完善。

摘要：本文主要阐述了矿井开采设计的方案比较法、统计分析法、标准定额法、数学分析法和经济数学规划法等问题。

矿井通风系统优化设计 篇8

1 改造原因

(1) 矿井进回风巷道均为单巷, 为一对反斜井接主暗斜井串联进回风, 无并联巷道可以减小风阻R值, 造成通风阻力大。

(2) 矿井现有通风系统负压达到1700Pa, 等积孔0.904m2, 井巷摩擦风阻1.733N·S2/m8, 为大阻力矿井, 通风难易程度评价为难。

(3) 矿井井下有2个回采工作面, 3个掘进工作面, 10个硐室, 风量只能基本满足生产需求, 无富裕风量。

(4) 矿井副斜井回风巷兼作行人巷, 断面小 (6.02m2) 还安装有架空乘人装置和排水管路等, 造成风硐和副反斜井通风线路长度虽只占3.8%, 但通风阻力高达620.92Pa, 占全矿井通风阻力的32.2%。

(5) 主通风机为离心式, 电耗高, 且配备的电机功率不匹配, 不符合《规程》要求。

(6) 职工上下井全部行走在回风巷道内, 工作环境不好, 影响职工身心健康。

2 改造必要性及可行性

2.1 通风系统改造的必要性

矿井现有通风系统存在风量不足, 进、回风巷道为单进单回, 巷道断面偏小, 存在高阻力井巷, 且今后进入深部井田开采, 进、回风距离更长, 通风阻力更大, 必须对通风系统进行改造, 以满足开采深部井田的风量需求、保证矿井生产安全。

2.2 通风系统改造的可行性

(1) 目前矿井尚有可采储量370万吨, 服务年限17.6年。改造后的通风系统服务时间较长, 从长期生产的经济效益分析是可行的。

(2) 矿井供电、提升、排水等主要生产均能满足矿井年生产能力要求, 只对通风系统进行改造, 除立风井和更换风机需投资外, 补掘巷道主要沿煤巷掘进, 煤价款与工程款可持平, 改造工程费用较低, 从工程投资上是可行的。

(3) 新打立风井位于现有工广范围内, 不需另购地, 不增加道路、供电线路等设施, 不新增加压煤等, 从工业场地及对环境的影响分析是可行的。

(4) 改造工程量主要是井下巷道, 而井下各水平均已形成生产系统, 可分段施工, 新打立风井仅202m, 工程量不大, 且表土层仅几米厚, 无需特殊施工法, 施工方便、容易。

3 改造方案选择

通风阻力实测结果表明, 风硐和副反斜井长度为280.5m, 占矿井进回风线路7346.5m的3.82%, 而阻力高达621.14Pa, 占全矿井通风阻力的32.2%, 为解决高阻力巷道的问题, 更换大风机的方案不可行, 一是原高阻力巷道仍然存在, 增加风量后, 阻力更高;二是原风机房面积小, 风硐口小, 大风机无法安装, 因此必须打回风井筒、施工风硐。

3.1 方案1

新打回风斜井, 垂高202.4m, 倾角25°, 井筒斜长479m。巷道净宽3.6m, 净高3.4m, 断面10.84m2, 通风阻力为h= (479×12.45×0.008×49.682) ÷10.843=92Pa, 原内硐风阻R值为0.192N·S2/m8, 增加风量后阻力h=0.192×49.682=473Pa, 需补建一条风硐, 长度50m。回风斜井工程费用:479 (m) ×6500 (元/m) =311万元, 凿井措施费100万元, 风硐50m工程费用:25万元, 合计工程费用436万元。该方案需重新调整工业广场布局, 影响地面生产建设。

3.2 方案2

在井田深部新打回风立井, 井筒直径3.5m, 井深521m, 缩短通风距离1560m, 减少通风阻力721.5Pa, 需投入井筒工程费779万元, 还需征地、筑路、敷设供电线路、协调工农关系等, 且现征地手续多, 施工难度大, 投资大;施工立风井后, 需留设保安煤柱, 压覆可采储量近35万吨。

3.3 方案3

在工广内部新打回风立井, 选择在工广西侧空闲之地布置立风井、风道和风机房, 充分利用现有井下通风系统, 缩短前组煤400m, 减少原回风斜井和风硐通风阻力521Pa, 并且缩短第二段回风暗斜井、+36m井底车场共计缩短回风距离520m, 减少通风阻力150Pa;地面建设不影响现有工业广场布局, 不影响生产, 方便施工, 不购地;工程投资费用302.4万元。

方案比较:最后确定在工广内新打回风立井, 同时对井下部分巷道进行扩修, 以满足通风需要。

4 系统改造

4.1 补掘新行人进风暗斜井

在副暗斜井东侧40m处从+36m~-450m水平新掘辅助进风暗斜井, 沿十三层煤顶板掘进, 并安装架空乘人器升降人员, 全长1760m, 设计为矩形断面S=2.6×2.2=5.72m2。

4.2 改变回风路径, 缩短通风距离

将原前组煤回风经四层回风上山向北绕行西-300m~-195m水平上山、至二水平副暗斜井、副反斜井至地面通风线路改为前组煤必为经-300m水平后组11层石门至三水平回风暗斜井至地面, 可缩短回风距离400m。

4.3 扩大回风巷断面

将长度500m的二水平回风暗斜井断面由现在的5.72m2扩大至8m2, 减小通风阻力, 风速满足《规程》要求。

4.4 施工回风井

新打回风立井缩短第二段回风暗斜井、+36m井底车场共计缩短回风距离520m, 立井直径为3.5m, 风硐布置为2.5×2.5m2, 长度按35m, α=0.007, P=10m, S=6.25m2, Q=4 9.6 8 m3/s, 计算出风硐阻力为:, 加上其它局部通风阻力估算为100Pa, 较之改造前621.14Pa, 降低521Pa。

4.5 更换主通风机

淘汰原离心式风机, 选用FBCDZ-6-№18B型防爆对旋轴流式风机。

4.6 改造矿井行人系统

在新补掘的行人进风暗斜井内安装架空乘人装置。

矿井通风系统改造立风井工程于2008年8月至2009年9月5日施工完毕。井下工程自2008年10月开始经过近三年的时间先后完成了二、三水付井1760m施工、一水平副反斜井升级改造任务, 至2010年11月2日通风改造全部完成, 12月1日矿井委托山东公信安全科技有限公司进行了通风阻力测定。

5 改造后效果

改造前, 矿井通风方式为中央并列式, 一进一回, 主井进风, 付井回风, 主提风机两台为4-72-11-№20B型风机, 分别配备9 0 k W和9 5 k W电动机, 实际进风量为1980m3/min, 矿井总回风量2070m3/min, 有效风量率86%。矿井等级孔0.904m2。改造后, 矿井实现了两进一回, 主、付井进风, 回风井回风, 经山东公信安全科技有限公司实际测定矿井总进风量为2648.5m3/min (增加668.5m3/min) , 总回风量为2736.6m3/min (增加666.6m3/min) , 全系统计算阻力值为1139Pa, 全系统测定阻力值为1182.2Pa (降低负压517.8Pa) , 等积孔为1.61m2 (增加0706m2) , 矿井通风难易程度为中等。

龙山煤业矿井通风设计评价 篇9

关键词：龙山煤业,通风设计,矿井风量

0 引言

山西煤炭运销集团龙山煤业有限公司由8个矿整合而成。井田面积10.859 9 km2, 批准开采2~11号煤层, 2、4、5号煤层集中布置, 生产能力0.60 Mt/a。矿井最大绝对瓦斯涌出量3.61 m3/min, 最大相对涌出量3.01 m3/t, 二氧化碳绝对涌出量0.41 m3/min, 相对涌出量1.48 m3/t。矿井属于瓦斯矿井。

1 矿井通风系统及路线

龙山煤业矿井共布置三条井筒, 其中主斜井和副斜井进风, 回风立井回风。通风方式采用中央分列式通风系统, 机械抽出式通风方式。

主要通风路线为:主斜井、副斜井→主运大巷、辅运大巷→工作面运输顺槽→回采工作面→工作面回风顺槽→回风大巷→总回风巷→回风立井→地面。

2 矿井通风设计评价

2.1 风量计算

矿井风量按回采、掘进、硐室及其他用风地点实际需要风量综合进行计算, 其计算公式如下:

式中:Q矿—矿井风量, m3/s;∑Q采—回采工作面总配风量, m3/s;∑Q掘—掘进工作面总配风量, m3/s;∑Q硐—独立通风硐室总配风量, m3/s;∑Q其他—其他用风地点总配风量, m3/s;K通—井下通风系数, 取1.2。

2.1.1 回采工作面风量的计算

井下布置一个综采工作面。

1) 按回采工作面的最多人数计算。

式中:Q采—工作面风量, m3∕min;N采—回采工作面最多人数, 取26人。

2) 按回采工作面气温与风速的关系计算。

式中:Q采—工作面风量, m3∕min;V采—回采工作面适宜风速, 1.0 m/s;S采—工作面平均有效断面, 6 m2;Ki—回采工作面长度系数, 取1.2;Kc—回采工作面气温系数, 取1。

3) 按瓦斯涌出量计算。

式中:q采1—回采工作面瓦斯绝对涌出量, 取3.61 m3/min;K采1—回采工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数, 取1.4。

4) 按CO2涌出量计算。

式中:q采2—回采工作面CO2绝对涌出量, 取0.41 m3/min;K采2—回采工作面CO2涌出不均匀备用风量系数, 取1.4。

5) 验算工作面风速。

根据《煤矿安全规程》及《煤矿通风能力核定标准》规定, 回采工作面风量应满足:

式中:Q采—回采工作面风量, m3∕min;S采—回采工作面平均有效断面积, 6 m2。

则:90 m3∕min≤Q采<1440 m3∕min。

根据上述计算和类似矿井综采工作面实际配风经验数据, 回采工作面风量取720 m3∕min, 即12 m3∕s, 符合《煤矿安全规程》及《煤矿通风能力核定标准》的要求。备用工作面风量取8 m3∕s。

2.1.2 掘进工作面风量计算

井下布置2个综掘工作面。综掘工作面选用FBDNo6.3/2×22 k W型局部扇风机, 其风量范围300~480 m3/min。

1) 按瓦斯涌出量计算。

式中:Q掘—掘进工作面风量, m3/min;q掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量, 取0.24 m3/min;K掘—掘进工作面备用风量系数, 取2。

2) 按掘进工作面最多人数计算。

式中:N掘—掘进工作面最多人数, 取12人。

3) 按一次爆破炸药量计算 (对于普掘工作面) 。

式中:A掘—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量, 4 kg。

4) 按局部通风机吸风量计算。

式中:Qf—局部通风机额定风量, 取400 m3/min;I—同时运转的局部通风机台数, 取1;S—掘进工作面巷道过风断面, 平均取10 m2。

则综掘工作面:Q综掘=400×1+0.25×10×60=550 m3/min=9.2 m3∕s

根据以上计算结果和掘进工作面配风经验数据, 综掘工作面配风量取9.2 m3∕s。考虑一个备用掘进工作面风量取9.2 m3∕s。

5) 按风速验算。

根据《煤矿安全规程》及《煤矿通风能力核定标准》规定, 煤巷、半煤巷掘进面风量应满足:

式中:S掘—掘进工作面巷道过风断面, 平均取10 m2。

则上述掘进工作面风量取值符合《煤矿安全规程》及《煤矿通风能力核定标准》的要求。

2.1.3 独立通风硐室风量

矿井生产后期设采区变电所, 需独立通风, 取2 m3∕s。

2.1.4 其他用风地点风量

对于矿井其他用风地点的配风量, 设计考虑行人、巷道维护及满足巷道最低风速等要求, 取采煤、掘进及硐室配风量之和的5%。

则矿井总风量取65 m3/s。

2.2 矿井风阻计算

矿井通风负压等于摩擦阻力与局部阻力之和, 矿井通风摩擦阻力等于矿井通风线路中各井巷通风摩擦阻力之和。

井巷的通风摩擦阻力计算公式为:

式中:hm—巷道通风摩擦阻力, Pa;α—巷道通风摩擦阻力系数, kg·S2/m4;L—巷道长度, m;P—巷道净周长, m;Q—巷道通过风量, m3/s;S—巷道净断面积, m2;R—巷道摩擦风阻, kμ。

经计算, 矿井通风最小负压时期的通风摩擦阻力为610.30 Pa, 矿井通风最大负压时期的通风摩擦阻力为1 881.46 Pa。

考虑15%的局部阻力系数, 则:矿井通风容易时期的负压为701.85 Pa, 通风困难时期的负压为2 163.68 Pa。

2.3 矿井等积孔计算

矿井等积孔按下式计算:

式中:A—矿井等积孔, m2;Q—矿井风量, m3/s;h—矿井通风负压, Pa。

经计算, 矿井通风最小负压时期和通风最大负压时期的等积孔分别为2.34 m2和1.33 m2。

综上所述, 矿井通风最小负压时期、最大负压时期分别属于通风容易及中等矿井。

3 结语

深部矿井巷道支护优化设计 篇10

伴随浅层煤炭资源的逐渐耗尽,深部开采成为煤炭产业发展的必然趋势。而随着开采深度的增加,应力状态越发复杂的软岩巷道支护问题成为威胁井下生产安全的一大因素。现阶段,软岩巷道支护多选用锚杆支护与“锚杆+锚索”联合支护的形式,鲜有涉及关于超长锚杆的应用研究。以A煤矿回采巷道支护实践为对象,基于巷道围岩移动监测和围岩松动圈测定所得数据,对A矿原有软岩巷道支护方案进行优化设计,提出“加长锚杆+金属网+钢带”的新型联合支护方案,并对其应用效果加以验证,为深部软岩巷道的有效支护提供一种新思路。

1 矿井概述

A矿主采煤层为3#煤,煤层位于山西组的中下部,上距下石盒子组底K8砂岩20.36 m,下距山西组底K7砂岩8.13 m。煤层最厚(ZK2-4孔)6.43 m,最薄(沁29孔)3.30 m,平均4.96 m。煤层常含夹石1层~2层,属简单~较简单结构。顶底板多为泥岩及砂质泥岩,局部为粉砂岩。属全区稳定可采的厚煤层。整个回采工作面走向长度为750 m,采场煤层为东西偏南走向[1]。

工作面回采巷巷道初始支护选用“锚杆+金属网+锚索”的联合支护方案,其中所用锚杆为2 200 mm×Φ22 mm的等强度锚杆,锚杆排间距为800 mm×800mm;所用锚索为7 000 mm×Φ15 mm的钢绞线(由7股钢丝胶制而成);所用金属网为长宽10 000 mm×1 000 mm的矩形金属网;所用钢带长宽10 000 mm×10 mm,间距800 mm。采用初始联合支护方案进行支护一段时间后,锚杆未取得应有的支护效果,巷道发生较大变形,对工作面安全生产造成严重威胁。图1所示即为初始联合支护方案示意图。

2 回采巷道围岩测试分析

2.1 巷道围岩移动变形监测

针对巷道帮壁及顶板位移变形实施监测,以便明确围岩塑性变形区,为巷道支护改良提供参考。依据A矿实际开采地质状况,在5#煤回采巷道内距离工作面60m处布设多个位移计对多个深基点实施位移监测,基点具体布设如图2所示。位移计布设在巷道两帮与顶板,每个深基点分为4个基点,由浅至深分别对应1号~4号通道,各基点的布设深度如图2所示。

图3所示为各个深基点1个月内的位移变化曲线。在监测期间内,布设在围岩内的各基点均发生明显位移,且位移增大速率呈现增长趋势。由图片分析可知,顶板变形主要集中于1 m~4 m,其中离层累计量为280mm;两帮变形主要集中于2 m~4m,其中离层累计量为140 mm~160 mm,可见巷道围岩破坏深度已超出锚杆支护范围,锚杆失灵无法起到应有的支护效果。

2.2 巷道松动圈测试

借助多功能超声波监测装置,对巷道不同深度围岩的声波速率分析判别其损伤情况[2]。在回采巷道距离工作面60 m处布设声波监测站,监测时在两侧巷帮中线处各布置1个测孔。图4所示即为不同深部围岩波速变化曲线。有图片分析可知自孔口至波速增长稳定区域即为围岩松动圈范围,松动圈深度介于2.8 m~3.1m。而支护锚杆长度仅为2 200 mm,明显小于松动圈深度,这表明锚杆无法对围岩塑性区形成良好的挤压加固效果。

通过上文数据分析可知回采巷道围岩变形破坏特点为:巷道顶板变形范围为1 m~4 m,巷道两帮变形范围为2 m~4 m,围岩松动圈范围为2.8 m~3.1 m,巷道围岩存在较大范围的破坏变形。

3 巷道支护优化设计与效果分析

由上文的监测数据分析可知,目前A矿回采巷道支护方案中,锚杆支护效果部件,受力不均或偏低的原因是由于锚杆长度小于松动圈范围,导致锚杆为固定于稳定的岩体中,无法起到应有的锚固效果。有鉴于此,拟采用超长锚杆替换原有锚杆进行巷道支护。

超长锚杆不仅有效解决了巷道空间不够难以使用长锚杆的不足,同时还兼具普通锚杆的延伸性。相较于一般的锚杆支护,超长锚杆支护工艺不仅更加安全稳定,且延伸性更好、抗拉性更优,可大幅提升支护效果。所以应选用长度4 000 mm以上的超长锚杆对回采巷道两帮的深部塑性区进行加固控制。

最终通过理论分析并结合上文围岩松动圈监测数据,将支护方案优化为“超长锚杆(5 000 mm)+金属网+钢带”的联合支护方案,支护方案布设示意图如图5所示。支护方案具体参数如下所述:巷道顶板布设超长锚杆9根,锚杆规格为长5 000 mm(由2 500 mm长锚杆2根焊接而成),直径22 mm;巷道两帮各布设超长锚杆3根,锚杆规格为长3 700 mm(由2 500 mm长锚杆1根和1 200 mm长锚杆1根焊接而成),直径22 mm,其中下底角锚杆150°倾斜向下布设,锚杆排间距为700mm,锚杆露头部分配合金属网与钢带进行加强支护。

由数值模拟结果分析可知,采用初始支护方案进行巷道支护,巷道顶板塑性区最大可至3.9 m深,巷道两帮塑性区范围最大可至2.6 m,两者均超出了初始支护方案中锚杆的作用范围,使得锚杆失灵,无法起到应有的锚固支护效果;采用优化支护方案进行巷道支护,巷道顶板塑性区最大范围仅2.1 m,巷道两帮塑性区最大范围介于1.1 m~1.6 m间,可见选用超长锚杆进行支护后,巷道围岩塑性变形范围均处于锚杆控制范围内,巷道变形破坏得到有效控制。

4 结语

软岩巷道作为深部回采中的常见巷道类型,随着煤炭开采深部化进程的加速,逐渐变得越发常见。但传统的浅部巷道支护方式因深部地层与浅部地层迥异的应力环境而不再适用于深部巷道支护中。鉴于此,针对深部矿井巷道支护方案开展针对性优化设计探究,不仅是保证井下煤炭回采作业安全、持续开展的必然要求,更是推动煤炭产业长久、稳定发展的必要保障。

参考文献

[1]胡善超.深井巷道层状围岩变形破坏特征及机制研究[J].岩石力学与工程学报,2015(11):2376.

矿井设计 篇11

关键词：改扩建矿井；首采区；巷道布置；优化设计

中图分类号：TD822.2 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2015）15-0167-01

1 矿井概况

兴和煤矿于1998年建井，原为3万t矿井，现矿井改扩建为生产能力1.2 Mt/a。井田位于头屯河西岸，总体呈一单斜构造，地层走向呈北西～南东向，倾向西南，倾角为12 ？觷～32 ？觷之间。矿井+1 500 m水平以上煤层无煤与瓦斯突出危险性，为高瓦斯区域；矿井+1 500～1 150 m水平之间煤层评估具有煤与瓦斯突出危险性。井田煤层煤尘均具有爆炸性，井田各主要可采煤层以易自燃煤层为主。

根据各方面论证，矿井改扩建后将采用主斜井、副立井的综合开拓方式。分煤组、分水平进行开拓，全矿井两个水平开采：①水平标高+1 350 m；②水平标高+1 150 m。

2 首采区位置的选择

2.1 首采区数目和位置选择

根据矿井已确定的开拓方式，矿井达产时布置一采区（+1 500 m辅助水平以上煤层），矿井投产一采区9号煤层工作面。设计推荐一采区为矿井首采区，一采区有如下优点：①一采区煤层煤质较好；②储量较为丰富，煤层赋存稳定；③勘探程度高，工作面接续可靠；④建井工期最短，达产快，效益好。

2.2 首采区地质特征

2.2.1 采区尺寸

一采区位于+1 500 m辅助水平以上，1勘探线以西，采区服务年限约为3.0 a，开采标高为+1 500 m以上的下组煤（9号～11号煤层），单翼布置，走向长度约为900～1 000 m。

2.2.2 构 造

井田位于头屯河西岸，总体呈一单斜构造，地层走向呈北西～南东向，倾向西南，倾角为12 ？觷～32 ？觷之间，矿井北部地层倾角大于矿区南部地层倾角，在矿区的西北部，地层走向向西偏转，倾向为20 ？觷左右。

2.2.3 煤层赋存

井田主要含煤段为中侏罗统八道湾组地层的下部（J1b1）共含煤12层，其煤层自上而下编号为1～12号。其中首采区可采的煤层为7、8、9、10、11号煤层均为大部可采煤层，煤层厚度2.76～9.02 m，煤层平均总厚为5.89 m。

2.2.4 水文地质

井田大部分煤层位于当地侵蚀基准面—头屯河河床标高以下，常年性河流—头屯河从井田南界流经，地质构造简单，为向西倾斜的单斜构造，未发现断裂构造。

2.2.5 其他开采技术条件

一采区煤层直接顶板为粗砂岩、粉砂岩、细砂岩，泥质胶结，较软；煤层底板为粗砂岩、粉砂岩、炭质泥岩；投产采区按高瓦斯煤层设计；煤尘有爆炸性；煤层易自燃。

2.3 首采区资源储量

一、二采区地质资源储量共28.42 Mt，工业资源量为26.52 Mt，设计可采储量为11.42 M。

3 采区巷道布置的确定

3.1 现有矿井情况

该矿井为改扩建矿井，设计利用原混合提升立井作改扩建后的副立井，+1 500 m水平的井底车场的巷道及硐室可以作为改扩建矿井的车场（+1 500 m水平）。在+1 500 m水平车场向北的+1 500 m水平的轨道石门，可以直接和新掘的主斜井的+1 500 m水平运输巷相连；矿井开采三、四采区时，布置的+1 500 m水平轨道大巷可以通过新掘一段+1 500 m水平轨道石门和副立井车场相通。

3.2 采区巷道布置情况

井田内对采区巷道布置影响最大的是火烧区和采空区的分布，由于7号、8号煤层采空区底线标高为+1 520 m的水平，因此，矿井投产工作面可以布置在+1 500 m水平的9号煤层中。根据矿井煤层赋存情况和浅部小井开采现状分析，矿井的巷道布置系统可以分为一采区的+1 500 m辅助水平以上和二采区的1 350 m水平至+1 500 m水平之间两个部分。

3.2.1 一采区+1 500 m辅助水平以上巷道系统布置

根据浅部小井开采现状，+1 500 m辅助水平以上7、8号煤层都已经回采完毕，剩余的其它煤层（9号～11号煤层）浅部都有火烧区，底部标高在+1 580 m水平左右，留设30 m的安全隔离煤柱后，仅能布置一个工作面。因此，工作面回风水平为+1 540 m水平。

回采9～11号煤层时，+1 500 m水平轨道石门沿伸到9～11号煤层，在+1 500 m水平布置轨道上山。主运输通过工作面运输顺槽经集中运输斜巷到主斜井下部的+1 500 m水平煤仓。

最后通过主斜井带式输送机到达地面；新鲜风流通过副立井、+1 500 m水平轨道石门到达工作面的运输顺槽、工作面；回风通过工作面回风顺槽到集中回风上山，最后从立风井到达地面。

3.2.2 二采区1 350 m水平至+1 500 m辅助水平之间巷道系统

布置

该区域上部标高+1 500 m，下部标高+1 350 m，垂高150 m，该区域瓦斯评估为煤与瓦斯突出区域。

在矿井南部的6号和7号煤层之间布置主、副暗斜井，至+1 350 m水平后布置车场和轨道、运输石门，然后沿8号煤层底板布置二采区轨道、运输上山，上部标高+1 530 m，下部标高+1 350 m，斜长590 m。二采区回风上山布置在7号煤层底板中，在+1 500 m水平布置一条回风石门连接到集中回风上山。

设计矿井达产时在二采区+1 500～+1 460 m水平间的7号煤层01分层布置一个综合机械化采煤工作面。该工作面走向长度为1 500 m，工作面倾斜长度为150 m，沿煤层底板布置工作面运输、回风顺槽至井田边界或是煤层火烧区保护煤柱线，沿煤层倾斜方向布置工作面开切眼。

270101分层工作面运输顺槽到集中运输石门，通过溜煤眼到二采区运输上山、+1 350 m水平运输石门、+1 350 m水平上仓斜巷、+1 350 m水平煤仓、主暗斜井，再经过+1 500 m水平运输石门、+1 500 m水平上仓斜巷、+1 500 m水平煤仓与主斜井连接。

270101分层工作面回风顺槽经过集中回风石门与二采区轨道上山、+1 350 m水平轨道石门、+1 350 m水平车场、副暗斜井，再经过+1 500 m水平轨道石门与副立井联系。270101分层工作面回风顺槽经过集中回风石门与二采区回风上山联系、到+1 500 m水平回风石门和集中回风石门与立风井连接。

根据安监总煤装[2010]146号《国家安全监管总局国家煤矿安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知》的规定，矿井须建设井下紧急避险系统。因此，设计在+1 500 m辅助水平和+1 350 m水平车场各设一座永久避难硐室，采煤工作面回风顺槽和运输顺槽中部各设一座临时避难硐室，内设压风自救系统、供水施救系统以及通讯联络系统。在+1 500 m水平和+1 350 m水平车场设置避难硐室，避难硐室要求：设置向外开启的隔离门，室内净宽2.6 m，净断面积为7.11 m2，长度为40 m，设有与矿（井）调度室直通的电话；压风自救系统的每人供风量按0.3 m3/min配备；避难硐室内配备110台隔离式自救器。

4 结 语

采区巷道布置的合理性不仅影响矿井的生产能力，而且直接关系到矿井生产的安全性。目前，该矿的首采区已经按照本布置方案进行了实施，实现缩短首采区准备工期和连续化集中安全生产的目的。因此，作为一名采矿设计人员，研究改扩建矿井采区巷道的布置方式，对矿井设计和生产具有重要的意义。

参考文献：

[1] 张凤年，田宝方，李大国.试论采区巷道布置的科学性[J].山东煤炭科技，2005，（6）.

谈生产矿井的开采设计 篇12

一、矿井开采设计的内容及程序

煤矿建设要严格按基本建设程序运行, 建井前要编制矿井设计。一般按初步设计和施工图设计两阶段进行。矿井初步设计是进行煤矿建设的基本设计文件。在完成初步设计时, 要提交设计说明书、设计图纸、机电设备和器材清册及设计总概算。矿井初步设计要阐明设计的依据和指导思想, 论证该矿井建设的必要性和可行性, 矿井设计的主要技术要求, 可获得的技术经济效果及需要解决的问题。设计应阐明和确定以下几个问题:

1) 说明矿井的位置、交通、地形地貌、气象、水文、经济概况;说明矿井地层、地质构造、煤层赋存状况、煤层及围岩特征、煤质及用途、瓦斯、煤尘、水文地质状况;说明地质勘探程度、存在的问题。2) 说明井田的境界及划分依据, 井田内各可采煤层的地质资源储量, 计算矿井及各水平的可采储量, 说明采用的设计工作制度, 说明或论证矿井设计能力。3) 提出主要开拓方案, 涉及井筒、大巷、井底车场布置及井田内阶段划分、开采水平设置和准备方式, 对各开拓方案进行技术经济比较, 说明开拓方案及推荐的理由。确定井筒及工业场地保护煤柱。确定井筒断面, 设计井底车场线路和桐室, 并验算其通过能力。选择采煤方法, 确定矿井投产和达到设计生产能力时的采区、盘区或带区的巷道布置、采掘机械配备等。确定通风方式及系统, 计算风量及风压, 提出预防井下灾害所采取的措施。4) 确定矿井提升及大巷运输方式, 选择矿井提升、运输、通风、排水、压气设备, 并计算其能力。确定煤的生产工艺流程、地面生产系统及其各环节的设备和能力, 排研系统、设备及研石处理能力。说明地面运输方式, 设计运输线路、车站等。5) 确定矿井工业场地总平面布置, 说明平面布置、场内运输、竖向布置及场内排水。确定矿井用电设备容量、供配电系统、地面变电所位置、主要设备的控制、电机车运输、信号、照明、通讯及调度。确定地面建筑物及构筑物, 包括工业场地建筑物及构筑物、行政生活建筑及居住区建筑等。确定全矿给水、排水、供热, 井下消防、除尘、洒水及地面生产系统的除尘。6) 计算矿井建设的工程量, 建设的顺序、速度及工期, 编制矿井劳动定员及总概算, 编列矿井主要技术经济指标。

矿井初步设计经上级审查批准, 并取得井筒检查孔、补钻和工程地质资料, 及所用机电设备规格等资料后, 可进行施工图设计。施工图设计主要是为矿井设计中的各项单项工程编绘施工图, 并据此编制施工预算, 以供基建单位施工使用。

对于井型较大、技术条件较复杂的矿井, 为提高初步设计的质量, 使矿井设计的主要技术决定经过反复深入细致研究, 在进行矿井初步设计前, 先进行矿井建设的可行性研究。矿井建设可行性研究的重点是研究矿井开采及井上、下生产系统等主要技术方案, 提出主要设备器材及投资估算。它涉及的范围大体上与初步设计相同, 而内容及深度则大为简略, 为进行初步设计提供依据。

二、生产矿井的开采设计

矿井整个生产期间要对井田内每一部分的开采进行设计。按设计开采范围不同, 生产矿井的开采设计可分为:全矿性的设计, 如矿井改扩建设计、新水平开拓延深设计;局部性的设计。

矿井新水平开拓延深设计也采用两阶段设计。先要进行开拓延深方案设计, 相当于新建矿井的初步设计, 之后根据批准的设计方案进行各单项工程的施工图设计。因矿井开拓延深尽量利用原有的井巷工程、生产系统, 设备和设施, 因此, 延深设计涉及的范围一般较新井设计窄一些, 受的制约也严。

采区、盘区或带区一般采用两段设计, 即确定采区、盘区或带区的主要技术方案, 根据方案设计编制区内各项单项工程的施工图设计。采煤工作面设计是在已开拓和准备的采区、盘区或带区内进行, 是根据区段或分带范围内的煤层赋存及地质构造状况, 确定机巷、风巷、开切眼、中切眼、联络巷等巷道的具体位置和掘进要求, 确定对区段或分带范围内的地质变化, 如断层、变薄带、陷落柱的处理方法, 选择机巷和风巷内的运输设备和设施。对开采煤层数目较多、地质条件比较复杂的联合布置采区, 要对每个采煤工作面进行设计。一些矿井的采区、盘区或带区开采煤层数目不多, 地质条件较为简单, 在采区、盘区或带区设计内已有具体安排, 可重新进行采煤工作面设计, 只完成工作面作业规程, 在掘进工作面各回采巷道时, 根据条件变化进行调整。

矿井开采设计要深入研究矿井的地质和技术条件, 采用先进技术, 提高采掘、运输等各环节的机械化程度, 实现合理集中生产, 提高劳动生产率和资源采出率, 为生产创造良好的条件。具体设计应按以下步骤进行:

1) 明确设计任务, 掌握设计依据。根据矿井生产接续和增产的需要, 由主管部门提出对矿井开拓延深设计的要求, 如新水平的生产能力、延深方案的主要技术要求、装备水平、投资控制数字等。上级地测部门提出新水平的地质说明书及附图, 并有按不同标高、分煤层、分等级的储量计算, 其精确度相当于精查地质报告。设计人员充分掌握设计依据, 熟悉地质资料, 检查地质构造的控制程度。2) 深入现场, 调查研究。根据设计需解决的问题, 确定调查课题、内容、范围和方法。如调查与设计有联系的巷道、生产系统、设备和设施, 以决定在设计中是否利用、如何利用;针对设计中需要解决的问题, 调查相关的原有的开拓部署、巷道布置及生产系统、车场的运输通过能力及煤仓容量等数据, 要进行测定, 以取得设计所需的参数;搜集巷道掘进、运输、提升、排水、巷道维护等方面的技术经济指标, 以进行不同设计方案的技术经济比较。3) 研究方案, 编制设计。在调查研究中应注意汇集各方面对设计的要求及设想, 酝酿方案, 先对影响全设计的主要技术问题, 提出原则方案。广泛征求相关方面意见, 从各个角度进行研究, 在讨论中不断修改、充实, 然后集中为几个较合理的方案, 并对其进行技术分析及经济比较, 确定采用的方案, 正式编制设计。4) 审批设计、施工设计、设计修改。已完成的设计经有关单位会同审查后, 由有关上级批准。根据已批准的方案设计进行各单项工程施工设计。