矿井改造（共10篇）
矿井改造 篇1
0 引言
通风系统作为井下安全的基础保障, 是确保煤矿生产持续、稳定进行所不可或缺的重要条件。但随着井下开采掘进不断开展, 加之复杂的地质条件影响, 井下通风网络一直处于持续变动中, 这种变化不仅可能导致通风阻力的增大, 还会对通风机的工作特性造成影响, 从而降低通风效果。因此, 定期对矿井通风系统开展测定并进行优化改造是保障通风系统有效、实现矿井生产安全开展的必要手段[1]。
1 矿井概述
新路矿于2002年正式建成投产, 矿井采用“主立井+暗斜井”的多水平下山开拓法, 井田范围内地质条件中等, 主要可采煤层为2#煤, 煤层厚度介于3.8 m~5.5 m, 平均4.5 m, 煤层倾角10°~16°。工作面回采以综合机械化长壁开采为主, 全部垮落法管理顶板。井下通风选用中央分列式通风, 主、副井进风, 风井回风, 通风方法为抽出式。风井内装配有型号TZK-2-No18的通风机, 通风机转速为990 r/min, 配有JSQ146-6型电机, 电机功率为220 k W。
目前井下主要回采区域为31采区和32采区, 但由于现阶段回风井直径不足、井下风阻分布不合理等问题, 加之31采区和32采区均为高瓦斯采区, 为进一步完善矿井通风系统, 提升其安全性, 需对整个矿井通风系统进行优化改造, 特邀请专业人员组成技术小组对井下风阻开展测定工作, 并以此为基础设计通风优化方案。
2 矿井风阻测定与分析
井下风阻的高低及其分布的合理性对于井下各需风点的风量配给及主通风机的工况点均有显著的直接影响, 也是用于通风系统优化测定的关键指标之一。为了解井下通风系统风阻分布情况, 以便明晰井下各巷道通风参数及其通风潜力, 从而为通风系统的优化改造提供参考依据, 故选用气压计法中的基点测定法对新路矿全矿井巷通风阻力予以测定[2]。
a) 依据所得测量数据计算得出下图1和表1。
由阻力分布统计图与统计表分析可知, 三个不同风段的通风阻力比例大约为14∶13∶73, 这一比例存在问题, 不甚合理, 进风段与用风段的比例均相对较低, 而回风段比例极高, 分析其主要原因是由于回风巷道断面积相对较小且风量流通集中所致[3];
b) 井下部分区段巷道存在较大变形, 顶板存在严重的冒落现象, 其中尤以胶带巷道与人车巷道最为严重。对此, 应对回风巷道及时开展护巷维护工作, 适度增大巷道断面积, 以减轻回风巷道风阻较高的现状, 这有助于避免回风巷道中风速超限的发生。除此之外, 新路矿回风井截面积仅3.5 m2, 加之井筒内充斥各种无用管路, 通风阻力高达近700 Pa, 导致回风井难以满足全矿回风需求。对此, 矿方应派专业人员及时清除井筒内的废弃无用管路, 以保证通风顺畅;
c) 井下局部区段存在较大的漏风现象, 譬如胶带轨道相交处等。对此, 应当指派专人对关键区域进行全面细致地勘测, 探明漏风点后, 及时采取有效措施进行堵塞[4]。
3 通风系统优化改造
3.1 优化改造方案
a) 方案一。全面清除回风井筒内废弃无用管路;
b) 方案二。将边界回风更改为进风, 只在二三级轨道巷中保留一条回风巷道, 从而使新路矿通风系统由原本的“二进二出”变为“三进一出”;
c) 方案三。31采区经边界和四级轨道巷构成独立的回风系统, 32采区利用二三级轨道巷构成专用回风巷;
d) 方案四。将回风井井筒直径扩大至4.5 m。
3.2 优化改造方案网络解析分析
将不同优化改造方案分别进行通风网络结算, 对比结算结果确定最佳方案。
a) 方案一结果。全面清除回风井中的废弃无用管路后, 井下各需风点的风量配给均有所提升, 矿井回风总量由2 950 m3/min提升至3 150 m3/min, 回风量增加200 m3/min。同时, 回风井通风阻力由最初的700 Pa削减至456 Pa, 减小近250 Pa, 此时风井主要通风机负压削减至64 Pa。该方案起到了一定的增风降阻效果;
b) 方案二结果。将边界回风更改为进风, 只在二三级轨道巷中保留一条回风巷道, 以降低31采区进风阻力。经网络结算后可知, 此方案无法实现31采区用风要求。同时, 井下负压较未调整前有所提升, 风量有所降低, 进风线路阻力虽降低但全矿井总风阻增加。而且回风巷中风量较为集中, 三级以上回风巷道阻力均在1 300 Pa以上, 故此方案不可行;
c) 方案三结果。井下31采区与32采区均为高瓦斯区段, 通过此方案能够将两采区的回风系统相互独立, 有助于提升生产安全性。经过调整后, 32采区所需风量由新材料进提供, 31采区所需风量由立井提供。在保障掘进工作面通风需求的前提下, 31采区工作面风量为5.8 m3/s;32采区工作面风量为7.8 m3/s, 二者均可满足工作面安全生产的要求, 此时回风井主通风机工况点达到50.4 m3/s、1 168 Pa, 但实际生产中此工况点需求依靠现有设备难以达成;
d) 方案四结果。对井筒内废弃管路井下清除并扩大井筒直径到4.5 m后, 矿井回风总量增大之3 130m3/min, 31采区工作面风量达到6.4 m3/s, 32采区工作面风量达到6.6 m3/s, 均可满足井下安全生产要求, 同时风机负压减小至1 120 Pa。但该方案施工工艺较为复杂, 成本较高且耗时较长。
3.3 方案实施分析
a) 经由上文风阻测定分析得知回风井田断面不足且风阻较大, 而优化方案中方案一施工最为简便, 而且施工周期短, 成本低廉, 因此最终确定方案一为优化改造方案;
b) 采用方案一施工后, 重新对全矿通风系统实施风阻测定, 测算结果显示风机房水柱读数由原本的1 600 Pa减小至1 535 Pa, 负压缩减65 Pa;全矿回风总量从原本2 950 m3/min提升至3 120 m3/min, 回风量增加170 m3/min左右;回风井风阻由最初的700 Pa削减至466 Pa, 减小近240 Pa, 将这一结果与方案一通风网络结算结果进行对比可知, 二者存在较小的误差, 网络结算可用于对矿井实际生产的有效指导[5]。
4 结语
矿井通风系统的有效性对整个矿井生产活动有着重要影响, 随着资源开采活动的进行, 矿井通风线路与通风阻力都会发生较大变化, 使得整个通风系统效率受到较大影响[6]。就现阶段而言, 有较大部分矿井通风系统都存在问题, 虽个别通过加大通风机功率来保证生产正常进行, 但为此需要投入更多的经费, 选择合理的通风系统优化设计方案, 对保障煤矿安全生产与经济效益有重要意义。正佳煤矿在充分分析通风系统现状及问题基础上, 制订了综合的优化设计方案, 实践证明该优化方案可行有效, 保证了生产需要, 降低了通风成本, 为矿井短期及长远发展打下夯实基础。
摘要：以矿井通风系统的优化改造为着手点展开探究, 结合具体矿井实例, 通过对井巷通风阻力的测定分析, 提出多个优化改造方案, 并对其进行通风网络结算, 从而得出最佳的改造方案, 以期能够为其它矿井的通风系统改造设计提供一定的借鉴与帮助。
关键词：矿井,通风系统,问题分析,方案对比
参考文献
[1]郭临明.多区域复杂条件下矿井通风系统优化研究[J].中州煤炭, 2015 (12) :41-42.
[2]张长远.海天煤业通风阻力测定及分析[J].煤炭技术, 2015 (8) :189-191.
[3]王治学.矿井通风系统优化设计的重要性及改进措施[J].煤炭与化工, 2015 (8) :110-112.
[4]卫建军.正佳煤业通风系统优化设计分析[J].能源与节能, 2015 (9) :32-33.
[5]淮筱斌, 于贵生, 汪日生, 等.大台矿通风系统优化方案[J].煤矿安全, 2015 (11) :121-123.
[6]黄碧石.潘二煤矿通风系统优化改造设计[J].煤炭工程, 2015 (11) :7-10.
矿井改造 篇2
Word文档可编辑
矿井通风系统改造水仓施工安全技术措施
矿井通风系统改造水仓施工平安技术措施
一、施工位置：
一水平双轨巷。
二、巷道断面尺寸及工艺要求：
1、巷道断面为半圆拱型，采纳“锚网喷+36U+喷浆”复合支护。两侧水仓通道长12m，水仓长24m。锚网施工后巷道净下宽4650mm，净高3950mm（联络巷不含200mm厚地坪）。锚杆规格：∮22X2500mm等强锚杆，间排距600mmX600mm，铺金属菱形网。网搭接100mm，每200mm连1扣，呈“三花”布置。水仓通道开口分别打3根锚索，用于加固巷道。
2、架棚规格：36U棚净下宽4245mm，净高3431mm，棚距600mm，柱窝深250mm，要求必需栽到实底。棚子坡度为4‰，不得前倾后仰。棚子卡缆中间用404mm长连板连接，正中及两腿柱窝以上800mm各加一道708mm连板加强固定。要求连板平直，螺丝上紧，不退丝。棚子背网同第1条，背木2根为1组，每400mm背一组，用联网丝与菱形网拧紧，整齐划一。
3、架棚后整体喷浆100mm至棚子口，使之与锚网成为一体。
4、泵房通道地面比大巷地面高200mm，通道内打200mm厚C20混凝土。通道内水沟比大巷水沟底面高50mm，水仓通道水沟规格：深X宽=800mmX400mm，240mm厚砖墙，粉面压光。
5、水仓规格：长X宽X深=24000mmX2180mmX1600mm砌墙前，先对底部打锚杆、铺金属网，然后浇筑200mm厚混凝土打底再砌240mm厚砖墙，砂浆比例1：3，勾缝，抹面压光，由南向北根据-4‰坡度挂线砌筑。（见《中东一通风系统改造水仓施工图》）。
6、施工严格根据生产地测部门确定的中腰线进行。
三、施工方法
1、该巷道按测量部门给定的中腰线严格按要求施工，周边炮眼布置在距巷道轮廓线500mm处，眼距为500mm，二圈眼距为500mm、二圈眼到周边眼的距离为500mm。周边眼采纳单段正向装药结构，串联联线，封口炮泥长度不少于300mm，装药时各炮眼都必需用炮泥封满填实。
2、巷道刷帮成型后马上进行初喷锚网，初喷厚度为70mm，锚网够1—3m应刚好架设36U支架棚。
3、水沟砌筑前，要挂好线。每隔5～7m要加木撑杆（厚度和宽度均为30mm,长度为380mm），以防发生偏移。拌混凝土用水必需采纳中性水，严禁用污水、酸、碱性水。水沟、水仓砌墙不得出现蜂窝、狗洞、麻面，以表面出现灰浆没有气泡为标准，混凝土强度不低于C20。
四、支护依次及要求
巷道永久支护依次：初喷、打注锚杆、挂网、架棚、复喷成巷。
1、临时支护
锚网工艺采纳初喷C20砼70mm作为临时支护。架棚采纳穿两根半圆木作为临时支护。
2、巷道永久支护
1）采纳初喷锚网+架设36U可缩性拱型支架棚支护。锚网时，两帮底脚锚杆按-60°打注，其它锚杆与岩面或巷道轮廓线垂直,每根锚杆运用一块锚固剂端头锚固。用锚杆安装机安装，快速锚固剂凝胶时间为41～90s，3～5min后上紧托盘，紧贴岩面，锚杆外露丝长30～50mm，安装后15min锚固力≥85kN。
2）锚网时金属网安装时必需紧贴巷道面，网片齐直，然后压上锚杆托盘拧紧螺帽，锚杆的外露长度30～50mm。架棚时安装的金属网必需紧贴36U棚，网片齐直，然后用联网丝与棚子扭紧。
3）架棚时，棚子不得前倾后仰、扭斜、迈步。
4）水沟打底砌筑采纳C20砼，其协作比为水泥：沙子：水＝1：2.2:
0.6，（重量比），水泥采纳P.C32.5一般水泥，沙子采纳中粒河沙。
五、平安技术措施
1、开三队每班施工必需支配一名跟班队干，对当班平安及工程质量全面负责。
2、每班施工前必需对施工地点细致检查，处理好一切担心全因素，方可进行作业。
3、施工中必需有跟班队长在现场负责指挥，留意视察顶板及四周支护状况，发觉问题刚好处理。
4、每班施工前由班组长亲自支配专职把口人员，负责施工点把口警戒工作，并挂.警戒牌。每次.前后，班组长必需亲自清点人数，核对精确无误方可下达起爆吩咐，放炮员接到起爆吩咐吹3遍哨子，至少再等3—5s方可躲在掩体下进行起爆。把口警戒地点：通往1#翻罐笼、副井底、双轨巷通往中东一轨道大巷两头），警戒距离为距施工点150m外平安地点。
5、严格执行“开车不行人，行人不开车”和“开车不作业”制度。运一队车辆确需通过施工区域时，开三队、运一队专职协调人员必需相互协调联系牢靠，经双方同意且人员全部躲入机车室平安地点后方可行车，防止运一队倒车或车辆通过及掉道发生事故。
6、施工前，必需将.点前后电缆取下用直径4寸铁管子套好，再用50mm厚木板、旧皮带防护好。
7、由于该地段位于轨道巷，施工人员必需留意人身、工具及导体严禁触及明线；必需保持作业点前5m明线由运一队先行掐掉或用黑胶管防护完善后方可施工。
8、人员经过轨道巷必需先行?t望，走行人道，工具顺巷道方向拿好，做到“一站、二看、三通过”。运一队车辆通过时必需鸣笛慢行。
9、正常作业巷道两头各100m外开三队必需严格执行把口警戒制度，运一队车辆通行时必需提前通知开三队现场施工人员，待开三队现场人员提前将阻碍车辆通行因素处理彻底并进入平安躲避地点后，双方方可允许车辆通过施工区域，并鸣笛缓慢通行，防止发生挤伤事故。
10、加强顶板管理。够排距必需先打注锚杆，并按本措施要求做好临时支护。工作中严格执行敲帮问顶制度，每隔15min及每道工序进行前班组长必需支配有阅历的老工人进行敲帮问顶。现场要配齐长柄工具、大锤等各种工具，找顶时找顶人必需站在平安地点。保证后退路途畅通，并做到一人照明，一人操作。
11、打眼前要将风水管与风钻接头接牢，打眼过程中要留意是否松动，发觉松动刚好处理，两台以上风钻打眼时避开上下重叠交叉打眼，以免断钎伤人。
12、打眼前，将迎头用手镐找到岩石硬茬，画好巷道轮廓线，布置好炮眼位置，肯定不允许接残眼打眼。
13、.每次不超过6个眼，每眼装药量不超过1节，眼深不低于0.6m，并用炮泥封满填实。
14、瓦斯浓度≥0.5%，严禁.。.母线必需拉够100m以上，并在掩体下进行.。
15、每响一炮，待炮烟出净后，由班组长和.工同时进入迎头并由外向里检查顶板两帮支护状况，用长柄工具放下危岩活石，由外向里对.打活的锚杆进行整改合格。.员同时要缠好母线，并检查有无残爆、拒爆，必需按规定处理残爆、拒爆。
16、打注锚杆时，锚杆距迎头大于900mm时，正前应先加打至少3根?160mm戴帽点柱再进行。
17、装碴时，必需将空车用阻车器固定牢靠。装车时，要留意工作地点四周的电缆、管路，以防碰坏。不要装的太满，不得超过车帮及车上沿及活搁。遇到大块矸石必需破裂，用大锤破大块时，迎面及四周禁止有人，以防掉锤或碎石飞溅伤人。
矿井改造 篇3
福建省天湖山能源公司的前身是天湖山矿务局，地处闽南三角州，公司共辖四对生产矿井，最早的建于1956年，最迟的建于1995年。煤层赋存条件复杂，煤层产状极为不稳定，地质构造十分复杂。公司建矿四十多年来，最早的矿井进行了4次通风系统改造，最迟的矿井也进行了1次改造。改造的实践告诉人们，在煤矿生产建设中，虽然在矿井设计时已考虑了生产后期(即通风困难时期)的通风问题，但往往因设计时依据的地质资料与现场实际的出入、生产计划的变更，特别是周边小煤井的无序开采等诸多因素的干扰，使得预定的后期通风计划难以实施，于是许多矿井在生产后期便采取实施通风系统改造来解决。本文以天湖岩矿的通风系统改造为例，对其通风系统改造过程中的新思路，新做法以及出现的一些失误加以总结、分析，希望能为同行们提供一点参考。
2 问题与对策
2.1 问题之一：通风系统是否要进行改造，如何改造才能使有限资源达到优化配置。
2.1.1 天湖岩矿的生产状况
根据天湖岩矿最新的地质储量年报，目前尚有可采储量50万吨，矿井设计年生产能力为4万吨，因煤层较薄，原煤回采率为50%左右，矿井的服务年限还有6年。因该煤矿原煤回采难度大，成本一直居高不下，造成赢利困难。
显然，对这样的矿井，再花巨资进行通风系统改造从经济上和企业效益上是不合算的。但职工的再就业压力使决策层进退两难。
2.1.2 天湖岩矿的通风现状
(1) 通风系统方面：平洞上山转下山开采后，通风系统的回风道过长过多过杂，风门漏风量剧增(无效风量约占总进风量35%)。上部周边小煤的无序开采，使矿井总长约2km的回风巷遭受严重破坏，使得回风巷外部漏风率高达60%以上，且破坏仍在继续，维护相当困难，通风系统已基本处于瘫痪状态；
(2) 局部通风方面：由于地质构造复杂，煤层赋存极不稳定，长期以来基本上是属于边探、边掘、边采的情况，难以形成较为周全的通风布局，大多是利用现成的一些废巷与上下水平的采煤贯通点加以改造之后进行通风，造成进风、回风较为紊乱，下山水平进、回风压差不明显，风量少且不稳定，局部串联通风严重。
根据国家2001年煤矿安全生产专项整顿工作和福建省实施方案，特别是2001版《煤矿安全规程》明确规定，生产矿井必须具有较为完善的通风系统，否则必须关停整顿。不立即进行通风系统改造，这显然是属于关井对象。
2.1.3 解决办法
天湖山能源实业有限公司目前有矿井四对，高山地形。天湖岩矿处于最上部，主平峒标高+805水平，准备水平为+775水平，主平洞+825及以上水平仅剩几个回收煤柱的零星作业点。经过几十年的开采，公司其它矿井也都在往深部移，出现了各矿井在原划定的井田边界上的一些未采部分。公司领导十分重视，在煤炭资源逐渐枯竭的今天，加大了对该区段的探矿力度，随着地质资料的进一步明确，认定该区域有较高的开采价值，并从大局出发，打破原井田边界的块段划分法，并提出新建两个采区“新村一采区和含春二采区”由天湖岩矿与含春矿就近联合开采的构想，预计四年后可完成采区基建并投产，上部由天湖岩矿就近先下山开采，下部由含春矿以后就近上山开采，预计生产能力为6万吨，服务年限30年。由含春矿+565主平峒和+710辅助平峒进风，回风系统由上部天湖岩矿目前的下山通风系统+含春矿二采和新一采区回风平巷+825总回风平巷、+825～+875总回风上山、+875总回风巷+风硐、抽风机构成完善的通风系统的战略部署。
经全面的分析论证，一致认为这个方案可行，并于2001年决定立即进行通风系统改造，是时要求新系统既要考虑目前天湖岩矿的安全生产需要，也必须能满足下部两下新采区联合开采的需要。
2.1.4 分析
采取新建采区而不是新建矿井，并采取分水平由现成的矿井进行联合开采的办法，这是个创新性较强的思路，其优点有：
(1) 采取联合开采的形式，只是在已有的矿井内就近新建了两个采区而已，其规模比新建矿井要节省投资近三分之二。
(2) 扩大了天湖岩矿的生产能力、延长了矿井服务年限。
(3) 一并解决了天湖岩矿、含二、新一采区的通风安全难题，通风系统改造投资更趋于合理与优化。
2.2 问题之二：如何制定出所有可能的改造方案，并通过技术、安全、经济等方面的比较、筛选出最优方案。对于通风系统改造这是个理论与实践交替进行，反复验证的过程。
2.2.1 天湖岩矿通风系统改造扔复杂性
一是七十年代采用的是边建矿边采煤的模式，加上+825以上水平本矿的采空区，特别是小煤井的破坏十分严重，很难找到一条较为理想的总回风巷和地面回风井。
二是需风情况较为复杂，初期是天湖岩矿独立用风，需要的风量较小，中期是天湖岩矿与下部联合开采共同用风，需要的风量较大，后期是天湖岩矿停产，只有下部联合开采用风，其间风量差别较大。
2.2.2 对策
2.2.2.1收集尽可能多的与矿井通风安全相关的技术、管理(特别是“一通三防”)方面的资料。
2.2.2.2 收集矿井的各种自然条件资料作为参考(包括交通位置、地形地貌、地质构造、煤层赋存、井下温度、水文地质情况、气象等)。如天湖岩矿井田属地温正常区，从本矿历年开采情况表明，采掘工作面和机电洞室温度均低于规程规定，无热害危险；矿区内无大的地表水体，由于相对高差大，地表水、地下水排泄条件良好，因此本区无洪水危害。
2.2.2.3 详细了解矿井瓦斯、煤尘及煤的自燃情况：根据本矿进仍至本矿区三十多年的开采资料，没有发生过瓦斯突出、瓦斯爆炸事故及其它通风事故。煤尘亦无自燃发火和爆炸倾向，本矿历年来的井下气体检测数据表明，在矿井的各个用风点从未发生瓦斯浓度超限的现象。因此只要通风良好，瓦斯危害就不大。
2.2.2.4 搜集所有已掘巷道的开拓开采平图。因矿井开采时间较长，一些矿井往往为简化图纸，把一些已打上密闭或栅栏的旧巷从图纸上省去。因此，在制订方案时一定要在包括所有已开拓开采巷道的平面图上进行，本着经济合理地充分利用已有的井巷及设备，设计出安全可靠、先进合理、施工期短的最佳方案。
2.2.2.5 各矿井对周边小煤井均进行过普查，采用最新最全面的普查图纸作为制订方案的参考依据。原则是远离小煤作业区，回风系统尽量往深部移。
2.2.2.6 风井位置的交通情况，水文地质情况也不能忽视，这关系到几吨重风机的运输与安装问题和日后风机及装备的安全管理问题。
2.2.2.7 综合考虑上述因素，天湖岩矿初选改造方案五个，经实地考察之后，精选2个方案再加以全面比较。方案一：利用+834小煤废井筒作回风井；方案二：在+975标高处有一个原本矿临时出风井峒，利用其作为回风井。经过反复对两个方案的技术性、安全性、经济性和可行性进行比较，最后选定方案二，投资量预计为60万元左右。
2.2.2.8 方案最终的选定原则：一是必须对初步选定的方案进行实地勘察，确立可行性，并核定工程量；二是主导思想应把回风系统往矿井的深部移，往矿井的中央移，以确保回风巷尽可能少受小煤井的再次破坏。
2.3 问题之三：改造中一项较大的投资就是风机及其装置的选取与安装，是继续使用原有的旧风机还是另行购置先进的新风机，值得全面考虑。
2.3.1 风量需求。天湖岩矿最大用风量为8.15m3/s，新村一采区与含春二采区在通风容易时期实际需风量之和为25m3/s，在通风困难时期的实际需风量之和为28.75m3/s，因联合开采进行到困难时期时，天湖岩矿已结束生产即不再用风，所以总设计用风量应为33.15m3/s。
2.3.1.2 矿井负压计算。因天湖岩矿的总回风道计划与新设计的“含春二采区和新村一采区”联合开采时共用，本矿井的服务年限仅有8年，矿井通风处在与下部联合开采时的容易期内，采用增阴调节法对各用风点的回风道处对各用风点加以调节，使风量分配达理想的效果。根据下部联合开采的测算数据：矿井通风容易时期要求负压达627.30Pa，困难时期的负压880.15Pa，(此数据由福建煤炭设计院在《天湖山矿区新村与含春井田联合开采设计说明书》中提供，困难时期同)。
2.3.1.3 通风设备选型。根据上述计算的风量值和负压值，原风机4-72-11№16B虽仍能适用，但机械老化，耗电多，安全性差，搬迁等辅助费用高，所以考虑新置风机。通过对市场的了解、充分结合风机技术的进步，选用改进型BD-11型弯掠组合正交型隔爆对旋轴流式通风机，可较好地担负起该矿井下各个时期的安全通风。此风机一个最大的特点是采用两台相互独立，叶片角度相反，旋转方向相反的风扇对轴串接而成，高能高效。实践表明，在天湖岩矿开采期间，下部联合开采未与上部总回风贯通之前，通过对风机实际工况点的分析情况来看，采取只开其中独立的一节来通风应该是合理而可行的。
2.3.2 对策
天湖岩矿通风系统改造对风量、负压在前后期的需求情况：
2.3.2.1 依据《煤矿安全规程》要求进行矿井的需风量计算：天湖岩矿保持目前的生产规模，最大需风量为8.15m3/s。新村一采区与含春二采区的基建任务由下部水平的另一矿井含春矿实施。5年后的投产初期，新村一采区与含春二采区实际需风量之和为25m3/s，投产后期的实际需风量之和为28.75m3/s，因联合开采进行到投产后期时，原天湖岩矿将不再生产用风，所以总设计用风量最大为33.15m3/s。
2.3.2.2 矿井通风负压计算：原天湖岩矿满足通风的矿井负压为256.7Pa，其服务年限还有8年，通风处在与下部联合开采的容易期内。根据新村一采区与含春二采区的联合设计负压测算数据：矿井通风容易时期要求负压达627.30Pa，困难时期的负压为880.15Pa。由于天湖岩矿最长通风线路明显较下部两个采区要短的多，可采用增阻调节法，使风量分配达理想的效果。
2.3.2.3 主通风机的选用、试运转和评价情况
(1) 综上所述，天湖岩矿选用BD-Ⅱ-6-№13轴流式抽风机。该抽风机电机功率2×30kW，出厂性能特性为静压71Pa至880Pa，风量(28.75～36.75)m3/s，叶片安装角度可根据需要进行调节，选择最佳工况点，以最大限度地提高风机效益。
(2) 天湖岩矿主通风机在安装调试完毕后，在厂家的协同下共同对风机进行了试运转操作，第一次启动便成功，电流、电压、功率均正常，风量稳定。
(3) BD-Ⅱ-6-№13型风机在天湖岩矿运行半年时间的安全性评价
a.该风机运行半年时间未出现任何故障。
b.该风机采用电机与叶轮直联的形式，把电机裹在叶轮的芯部，结构紧凑，运转平稳，摒弃了一般轴流主通风机的长轴转动，可消除传动装置易于损坏变形的现象，使维护更方便。
c.选用隔爆型电动机，电机安装在风机风筒中的隔流腔仙，隔流腔具有一定的密封性能，保证电机与风机流道中含有瓦斯的气体相互隔绝，隔流腔中有偏管与大气相通，使新鲜空气不断进入，流过电机使电机散热后流出，并使腔内空气在风机运行时保持正压状态。
d.该机可以直接通过风机反转来实现反风，并且能满足反风要，不必另设反风道，可以减少外部漏风，有反风速度快的优点。
e.当空气流入第一级叶轮获得能量后并经第二级叶轮排出，第二级叶轮兼备着普通轴流风机中静叶的功能，在获得整直圆周方向速度分量的同进，增加气流的能量，从而达一到普通轴流式风机不能达到的高效率、高风压。
f.该风机的叶片采用的是弯掠组合正交在维扭曲技术，改善了风机风叶与气流的接触面，从而提高了性能参数(与其它类型风机比效率提高6%，噪音降低了11dB)。
g.两级风机既可联合也可独立运行，有较大的灵活性，从特性曲线上看与两台性能相同的鼓风机串联使用有点类似，但较好地提高了性能。
(4)BD-Ⅱ-6-№13型风在天湖岩矿运行半年来的经济性评价
a.主通风机的三分之二安装在风峒内，只有扩散塔在外面，通过电览，由两个轻巧的控制柜控制其运行，不需要专人值班。具体做法是通过电缆把控制柜移到150m外的压风机房。由压风机司机兼任抽风机司机，可省安期投资6万元和两个工人工资2.5万元/年。
b.两级风机分开独立运行，在通风初期，只要满足天湖岩矿的生产用风需要就可以，因此实际只要开启一级风机就够用了，一年可省电费：15.767万元。
c.风机可直接反风，不需要外设反风道，前期投资可节约3万元。
d.该风机一个最大的缺点是一旦电机烧坏，难以在短时间内换好，因此一定要做好备用的准备。
矿井供电监控系统改造设计 篇4
关键词：矿井供电,监控系统,改造
0 引言
杏花煤矿变配电监控系统包括:地面6k V变电站监控系统、井下中央变电所监控系统、东一采区变电所监控系统及中一采区变电所监控系统。为了确保实现杏花煤矿综合自动化全面实施, 作为煤矿重要系统之一的供电系统需满足自动化要求, 因此在对杏花煤矿作自动化设计同时, 对其高、低压开关进一步改造提出建议。
1 地面6k V变电所监控系统
地面6k V变电所已经改造, 淘汰了旧设备, 选用了新高、低压开关设备。因此结合变电所实际及自动化技术要求, 设计一套地面6k V变电所监控系统。
1.1 技术要求高压开关要求:
能够提供电压、电流等电气参数信号;提供高、低压开关柜分合闸状态信号;具备可实现远程操作的功能。
1.2 监测、监控内容监测高、低压开关状态;
监测每个高压回路, 电流、电压等电气参数;具有远程操作功能 (地面6k V变电所原则不允许远程控制, 在设置操作权限后, 可以做到远程监控) 。
1.3 系统方案地面6k V变电所监控系统可以考虑3种方案。下面就改造方案作一阐述。
第一种方案:配置高压综保、采用通讯接口方式高、低压开关配置智能微机综合保护单元 (综保) , 综保可采集电压、电流等电器参数, 监测开关运行状态。综保带有R S485接口, 提供标准M O D B U S协议, 通过R S485转以太网设备、光缆等, 将综保与工业以太网交换机连接, 实现数据上传至调度中心;R J45接口, TC P/IP协议。
第二种方案:采用硬结线方式采用PLC控制系统。电压、电流等模拟信号通过硬结线接至PLC, 高压开关分合闸状态信号也通过硬结线接至PLC, 由PLC完成数据采集。选用西门子公司S7-300PLC, PLC配置C P343-1以太网通讯模块, 与工业以太网交换机连接。通过地面光纤环网, 将数据传至调度中心。
第三种方案:配置电量采集模块监测、检测高、低压开关状态及电气参数高压开关通过电力监测模块和分布式ET200M I/O模块, 完成各柜的电参数检测、合分闸控制与开关量参数检测, 低压进线开关通过ET200M I/O, 完成状态参数检测及进线柜的合分闸控制。高压开关选用PM M 2000电力监测模块。选用西门子公司S7-300PLC, PM M 2000电力监测模块、ET200MI/O通过Profibus-D P现场总线与PLC通讯;由PLC完成现场数据采集、上传。PLC配置以太网通讯模块, 与工业以太网交换机连接。通过地面光纤环网, 将数据传至调度中心。电力监测模块、ET200M安装在PLC柜内。
以上3种方案, 第一种方案方便易行, 造价不是很高, 但杏花煤矿6k V变电所高、低压开关已经改造完, 再进行二次改造比较困难, 且通过R S485转以太网设备, 通讯效果不好;第二种方案虽然为传统控制模式, 但可靠性高, 方便易行, 目前杏花煤矿6k V变电所设备适合这种方案;第三种方案采用现场总线方式, 可靠性高, 但工程改造复杂, 成本也高。经比较选用第2种方案。
2 井下中央变电所监控系统
杏花煤矿井下中央变电所与中央泵房在一个硐室, 二者监控系统设计为一个整体。现在中央变电所高压开关还是手动操作产品, 杏花煤矿这次技改工程, 即将更换新型设备。为了保证中央变电所实现自动化监控, 特对中央变电所设备改造及实施自动化工程提出技术要求, 并作出相应实施方案。
2.1 技术要求高压开关要求:能够提供电压、电流、有功功率、
无功功率等电气参数信号;提供高压开关柜分合闸状态信号和控制高压开关远程集中控制的接入端子;具备可实现远程操作的功能。
2.2 监测、监控内容监测高、低压开关状态;监测每个高压回路, 电流、电压等电气参数;具有远程操作功能。
2.3 系统方案井下中央变电所高压开关柜配置综保, 带有R S485接口, 提供标准M O D B U S协议;
通过在井下主排水PLC配置C P341模块, 将综保接入PLC, 有PLC完成高压开关电力参数采集;通过井下光纤环网, 将电力参数上传, 能够在矿调度中心实时监测电压、电流、有功功率、无功功率。
3 采区变电所监控系统
杏花煤矿采区变电所包括东一采区变电所、中一采区变电所。东一采区变电所矿用隔爆型真空配电开关, 已经更换为河南省济源市防爆器材有限责任公司产品, 中一采区变电所即将更换。新设备在电量采集、显示等功能有了较之以前有很大提高, 但没有提供通讯接口, 而且防爆壳没有外接喇叭口, 由此看来, 目前采区变电所不能实现自动监控。但考虑杏花煤矿今后综合自动化扩展, 作出了以下技术要求, 预先设计了采区变电所监控系统。
3.1 技术要求高、低压防爆开关要求:
能够提供电压、电流、电量等电气参数信号;提供高、低压开关柜分合闸状态信号;高压防爆开关可实现远程操作的功能, 低压防爆开关实现远程操作。变电所高压防爆开关配置综合保护装置, 能够实现电压、电流、有功功率、无功功率等电气参数采集;配置综保装置, 对外提供至少一个R S485通讯接口, 采用标准M O D B U S通讯协议;高低压防爆开关具有电动操作机构。
3.2 主要设备东一采区变电所、中一采区变电所矿用隔爆高、低压开关。
3.3 监测、监控内容矿用隔爆高、低压开关状态、故障状态, 电压、电流等电器参数。
高压防爆开关可实现远程操作的功能, 低压防爆开关实现远程操作。
3.4 系统方案可以考虑3种方案。
方案一变电所高压隔爆开关配置综合保护装置, 能够实现电压、电流、有功功率、无功功率等电气参数采集;配置综保装置, 带有R S485通讯接口, 采用标准M O D B U S通讯协议。通过R S485转以太网设备、光缆等, 将综保与工业以太网交换机连接, 通过井下光纤环网, 实现数据上传至调度中心;R J45接口, TC P/IP协议。
方案二采用PLC控制系统。电压、电流等模拟信号通过硬结线接至PLC, 高压开关分合闸状态信号也通过硬结线接至PLC, 由PLC完成数据采集。选用西门子公司S7-300PLC, PLC配置C P343-1以太网通讯模块, 与工业以太网交换机连接。通过井下光纤环网, 将数据传至调度中心。PLC配置于矿用隔离防爆柜, 输出本安信号。
方案三采区变电所高压隔爆开关柜通过PM M 2000电力监测模块和ET200M I/O分布式I/O模块, 完成各柜的电参数检测、合分闸控制与开关量参数检测, 低压进线通过ET200M I/O, 完成状态参数检测及进线柜的合分闸控制, 全部开关柜设计成为能可靠接入自动化系统的智能柜。控制站选用西门子公司S7-300 PLC, ET200M I/O站及PM M 2000电力监测模块通过Profibus-D P总线接入PLC, 完成变电所高低压开关的监控功能。PLC配置以太网通讯模块, 与工业以太网交换机连接;通过地面光纤环网, 将数据传至调度中心。PLC配置于防爆柜, 输出本安信号。
矿井改造 篇5
关键词：煤矿供水；分质供水；矿井水复用；优化改造
红柳黄河水泵站和红柳日用泵站位于红柳煤矿工业广场，红柳黄河水泵站是将上级泵站的来水加压转输送至金凤泵站，而不直接向红柳煤矿供水，属增压泵站。红柳日用泵站担负着向红柳煤矿及选煤厂和麦垛山煤矿供给生产、生活用水，属配水泵站。这两座泵站的水源均取自鸭子荡水库处理后的黄河水，且进水水质均满足生活饮用水水质标准。红柳煤矿及选煤厂用水量约为6900m3/d；麦垛山煤矿用水量约为2700m3/d，而红柳煤矿处于半干旱半沙漠大陆性气候地带，平均降水量少而蒸发量非常大，水资源十分短缺，这也给企业生产带来了很大的难题。
矿井在开采过程中由于井巷穿越含水层都会产生涌水，红柳矿井下排水量为632m3/h，麦垛山矿井下排水量766m3/h，矿井涌水按60%水量复用，而经除盐后按复用水量75%计，两座矿井除盐后合计可用水量约为15000m3/d，这些水量不但可以满足两座矿井的生产、灌浆、井下降尘用水，还可以补充选煤厂用水、地面绿化和浇洒用水，是利用价值非常大的再生水资源。
1 改造原则
如果能将矿井复用水充分利用，不但可以解决企业生产用水短缺的难题，而且提高了水的循环使用率，从而降低了企业的生产成本，更重要的是从根本上减少了水资源的浪费。本次优化改造的基本原则如下：①本着技术上科学可靠、经济上节约合理的原则确定改造方案和改造规模。②要达到矿井生活用水和生产用水实现分质供水的目的，即生活用水要使用黄河水，而生产、消防和降尘用水要使用矿井复用水。③在保证供水安全的前提下，充分利用原有供水设施和设备。
2 改造方案
两套方案都是对现有两座泵房及蓄水池功能进行调整，但在规划方面会有所不同，方案内容如下：
方案一：原有泵房不需要扩建，将红柳日用泵站内红柳生活水泵、麦垛山生活水泵拆除，将红柳黄河泵站内第四台向金凤泵站增压供水泵拆除，从而将日用泵站拆除的红柳生活水泵和麦垛山生活水泵转移安装至黄河水泵站内。在日用泵站原红柳和麦垛山生活水泵的位置和泵房原有预留空间新安装生产供水泵2台（单臺流量200m3/h，扬程44m，功率45kW）、井下洒水泵2台（单台流量180m3/h，扬程20m，功率18.5kW）、选煤厂补水泵2台（单台流量200m3/h，扬程28m，功率30kW），新增水泵直接与泵房母管连接。
同时，增加红柳矿井水处理站至红柳日用泵站北侧水池的联接管道，管道末端分别引至日用泵站两个水池。从而将处理后的复用水从处理站引到了日用泵站水池，作为生产、消防和其他非生活饮用水的水源。该联通管道设计管径为DN500，管材选用内外涂塑螺旋焊接钢管，管线长度930m，焊接连接，管道承压1.0MPa。管道在厂区管沟内沿地敷设，出管沟直埋敷设，管顶埋深1.5米。
最后，将日用泵站水池黄河水进水管截断封堵，防止矿井复用水返流造成二次污染。
方案二：在现有黄河水泵房西侧扩建泵房，将红柳日用泵站内的红柳、麦垛共4台生活水泵拆除并迁移至黄河水扩建泵房内，同时把日用泵站内的二次消毒设备迁移安装至黄河水扩建泵房内。考虑黄河水泵站后期扩容增量，在新扩建泵房内预留4台机组的安装位置。然后在日用泵站原红柳和麦垛山生活水泵的位置和泵房原有预留空间新安装生产供水泵2台（单台流量200m3/h，扬程44m，功率45kW）、井下洒水泵2台（单台流量180m3/h，扬程20m，功率18.5kW）、选煤厂补水泵2台（单台流量200m3/h，扬程28m，功率30kW），新增水泵直接与泵房母管连接。
将矿井水处理站处理后的复用水接入日用泵站水池的方式与方案一基本相同，不同点是在日用泵站水池黄河水进水管上安装逆止阀和闸阀，并不截断封堵该段进水管。
3 方案的经济性评价
对上述2个方案从固定资产投资方面进行比较，如下表：
通过对比2个方案的经济性可知：方案一比较方案二在各项费用的投资上都少，其中在土建工程投资中2个方案相差最多，这也是造成总投资费用相差很多的最主要原因。
4 结语
①方案一不需要新建土建工程，而在原有设施上进行优化改造，固定资产投资少，有节省资金的优点。但是，方案一中拆除了黄河水泵站内1台向金凤泵站增压输水的泵组，若后期供水量不足，仍然需要扩建泵房来增加水泵，反而增加了二次改造的投资费用。另外，方案一中还截断了日用泵站水池的黄河水进水管，若矿井水处理站故障检修，产水量减少或不产水，造成复用水水源供给不足，进而影响矿井的生产、消防用水，而黄河水又不能补充，给矿井的安全生产带来了很大的隐患。②方案二需要在黄河水泵站西侧新建泵房，增加了土建工程投资，有投资过大、费用过高的缺点。但这样做不仅达到了本次优化改造的目的，而且一次性地解决了黄河水泵站后期扩容的问题。还将饮用水消毒设备迁移到黄河水泵站，保障了生活饮用水的供水水质。此外，方案二中在日用泵站黄河水进水管上装设了逆止阀和闸阀，而没有彻底截断黄河水水源。这样做不仅保证了在复用水水源不足时，黄河水能够及时补充到矿井生产、消防用水中，消除了矿井生产供水不足的隐患，而且在复用水正常供水时，逆止阀和闸阀能够有效阻止复用水返流到黄河水中去，避免了水质的二次污染。③方案一和方案二都实现了煤矿生活供水和生产供水分开的分质供水方式，达到了矿井复用水重复利用的目的，这对水资源匮乏地区的工业企业将如何提高水的循环使用率和做好节水节能的工作有着重要的现实意义。
参考文献：
[1]唐凤.宁东鸳鸯湖矿区矿井废水处理工艺设计与利用[J].铜业工程，2012，6：85-89.
[2]GB50268-2008 给水排水管道工程施工及验收规范.
矿井地面变电所升级改造 篇6
1原地面变电所概况及设备存在问题
1.1原变电所概况
矿井6 kV变电所进线分别引自吴庄35 kV变电站和李湾110 kV变电站, 高、低压均采用单母线分段式供电方式, 正常情况下2条架空电源线路各带一段母线运行 (即采用分列运行方式) , 变电所采取室内布置方式, 布置14台GG-1A型配电柜, 配置SN10-10/630型少油断路器, 变电所内继电保护方式为GL型反时限继电保护。
1.2设备存在的问题
保护功能少, 少油断路器易渗油, 需频繁补换油, 灭弧效果差, 动、静触头易损伤, 接触面时常由于电弧烧结出现点蚀、麻坑等现象, 接触面积不好控制, 不能满足实际需要。
GL型反时限继电保护, 保护方式落后, 转盘式反时限装置动作时间调整不方便, 在矿井负荷变动后整定困难, 消耗时间长, 可靠性差, 需要矿井大范围停电且电流档位调整在20 A以上, 间距过大, 整定不精确, 影响到矿井的安全供电和正常生产。
保护操作系统全部为人工手动操作, 分合闸机构手动操作的强度比较大, 分合闸速度慢, 工人不易操作, 存在安全隐患。
2变电所升级改造方案
此次6 kV变电所改造设计以老君堂煤矿近期供电负荷规划为主, 适当考虑矿井长远发展, 留设了备用开关柜的位置。为了保证在改造期间不影响矿井生产, 结合矿井实际情况及《煤矿安全规程》要求, 经综合论证, 变电所原有接线及运行方式不变, 在遵循“无油化”原则的基础上, 对高压开关柜进行升级改造, 改造后地面变电所供电系统如图1所示。变电所采取室内布置, 分上下2层, 改造前, 变电所14台GG-1A型高压配电柜放置在变电所二层, 12台BSL低压配电柜放置在一层。改造时, 首先在变电所一层西侧新建高压电缆沟和高压柜基础, 安装9台KYN28-12高压配电柜, 调试合格后接通电源和一段分板负荷;而后拆除二层东侧高压柜, 在二楼东侧安装接通低压柜, 在一层东侧建高压电缆沟和高压柜基础, 安装剩余8台KYN28-12高压配电柜。方案改造工序少, 矿井单回路供电时间短, 不需要用隔爆断路器作为备用回路, 改造施工安全系数高。
3改造效果
(1) 拆除原有14台GG-1A 型高压开关柜中的11台;在1层东西两侧靠墙安装KYN28-12型高压配电柜, 并留设备用开关柜位置。KYN28-12型高压配电柜外壳整齐、美观, 柜体结构坚固耐用, 各功能隔室相互封闭隔离, 具备完善的五防联锁功能, 安全简便, 可同时端接几路电缆, 常规下进下出或根据实际情况上进上出。手车开关具有互换性, 方便检修维护。
(2) 开关柜内采用ZN10-1250 型真空断路器, 该断路器结构简单, 配有弹簧贮能操作机构, 电动、手动分合闸速度快, 提高了开关分合闸速度, 性能优越, 避免了原老式少油断路器迟、拒动等现象, 断路器灭弧室采用Cr-Cu 合金材料, 灭弧效果好, 提高了矿井供电的安全性。采用ZN10-1250 型真空断路器维护量小, 改造后运行以来, 为矿井节省了约20万元的维修费用。
(3) DL-3 型过流继电器定时限保护方式具有反时限保护功能, 稳定可靠性高, 不会因外界环境而发生变化;继电器试验调整方便, 保护整定方便快捷, 改造后系统运行至今未发生过因保护失灵导致的供用电设施损坏现象, 保证了矿井的正常生产。
(4) 在开关柜门与隔离开关之间安装了机械闭锁装置, 停、送电操作安全可靠。
4结语
煤矿矿井开拓延伸与技术改造 篇7
煤矿矿井开拓延伸方式多种多样, 不同方法之间不会彼此干扰, 也不会干扰到煤矿矿井的正常生产。要想加快技术改造进程, 要针对新井筒和暗斜井采矿区域同时开展施工。通过这种方式, 能够大幅度减少技术改造时间。要想减少技术改造对矿井生产造成的影响, 针对那些采用斜井开拓的改造矿井, 应该将原本的风井以及副井转变为临时的主井, 而对过去的主井进行常规提升, 直到技术改造完毕之后再恢复原来主井, 避免干扰到正常生产。
科学的开拓延伸方式能够最大程度利用原有井巷工程以及设备, 选择科学的开拓延伸方式能够尽可能缩短改造周期, 减少改造费用, 达到减少工作成本的目的。在对管路、压风设施以及排水设施等进行技术改造时, 应尽量做到面面俱到, 使改造工作全面铺开[1]。在针对设备进行提升处理时, 应使用原绞车或者胶带输送机, 通过加大电机容量、加尾绳来加快设备运行速度, 同时还可以对电机的级数进行转变, 提升工作效率;要想有效调整不平衡系数, 可以适当增加缓冲煤仓的容量;要想促进斜井提升能力的增强, 可以通过增加胶带输送机的带速、密度以及皮带槽角等途径来实现。在利用原井巷工程过程中, 应用以上开拓方法新开了主井以及副井, 将过去的主井转变为副井, 或者将副井转变为主井, 能够促进主井提升能力以及副井提升能力的大幅度提高。最后, 还可以对过去的井筒实施原地改造, 有效提高其提升能力。
2 煤矿矿井开拓延伸方法探究
2.1 斜井开拓延伸
斜井开拓延伸方式一般沿着煤层斜井开展, 在建井过程中不会对矿井的正常生产造成干扰, 还可以在短时间内提供地质材料, 发挥及时补充的作用。斜井井筒所需机械设备以及施工技术均较简单易行, 施工设备的使用便捷, 建造斜井耗费的时间相对较少, 建设初期需要使用的资金数量小。应用斜井开拓延伸方法能够大大加快掘进速度, 延伸效果较明显, 此外, 皮带斜井的应用还可以较好地服务于大型煤矿, 延伸方便, 对矿井正常生产造成的干扰相对较小。
然而, 斜井开拓延伸方式也存在一定缺陷, 例如, 因为斜井井筒相对较长, 在深度条件相同的情况下, 实施斜井开拓延伸所需管线相对较长, 需要投入较多的人力物力资源进行施工。其次, 在使用绞车开展提升操作时, 其提升能力相对较弱, 会耗费较多的电量, 造成施工成本的激增。最后, 施工工作中, 部分斜井需要穿过表土层、流沙层或者含水层, 会导致施工难度增加, 如果将斜井布置于煤层中, 很容易受到开采振动的干扰, 造成煤柱损失, 不利于保障井下作业的安全性[2]。
2.2 立井开拓延伸
针对一些大型煤矿和中型煤矿, 立井开拓延伸方式的应用相对比较普遍, 这是因为立井开拓延伸方法的井筒相对较短, 具备较好的透风性及较快的提升速度, 提升能力相对较强, 井筒断面也较大, 能够尽可能满足最大风量, 减少井下作业的安全隐患。立井开拓延伸对于不同煤矿地质均适用。
2.3 综合开拓延伸
2.3.1 主斜井和副立井的结合
大型煤矿通常会将胶带斜井作为主井, 以求获得更好的经济性, 减少施工技术难度, 然而该方式的应用可能会干扰到副斜井的辅助效果, 造成井下通风不畅, 影响正常排水。针对这一现象, 我们可以将立井作为副井, 解决胶带斜井作为主井出现的一系列问题。通过这种方式不但能够提高可控制性, 还可以促进煤矿开采效率的大幅提升。
2.3.2 主立井和副斜井的结合
针对小型煤矿以及中型煤矿, 通常应用的开拓延伸方式是主立井和副斜井互相结合, 该方法所需主井的井筒相对较短, 具备较强的提升能力, 提升速度加快, 并且具备较好的通风性, 排水能力较好。此外, 应用该方式对井田深部开展副斜井挖掘时, 操作十分便捷, 能够大大减少资金投入, 促进施工成本以及工程量的同步减少。
2.3.3 主平硐副立井互相结合
该方式的应用仅需挖掘一条主平硐即可, 在实施该方式时, 可以将平硐、斜井和立井作为风井筒。针对瓦斯量较多的部分煤矿, 主平硐副立井互相结合的开拓延伸方式具有较好的适用性, 其主平硐的矿井通道相对较长, 具备较好的通风性。此外, 该方式应用的系统相对较简单, 其井筒较短, 立井具有较好的通风能力, 能够大大促进采煤工作效率的提高。
2.4 分区域的开拓延伸
分区域开拓延伸的形式多样, 但是具备一定的共同之处, 例如, 使用分区域开拓延伸方式可以针对那些瓦斯量多、开采深度深的矿井进行分区建设, 尽可能缩短施工时间, 实现分区域投产。其次, 该方式的使用能够减少占地面积, 降低资金使用量, 实现地面主要生产系统的有效统一, 减少压煤量。因此, 实施分区域开拓延伸可以大大提升设备能力, 促进生产管理的集中化, 提高工作效率, 保证井下作业的安全, 最大程度获取经济效益。
3 煤矿矿井开拓技术改造以及巷道布置改进途径
3.1 实施集中化的生产矿井管理
对煤矿矿井的井田范围进行持续调整和扩大, 或者实施井口合并处理, 可以从根本上改变煤矿矿区不同生产矿井的具体布置。提高矿井产量, 并实现良好的技术经济效果。我们应该针对生产矿井实施科学集中管理, 进而缩短施工生产战线, 减少巷道开拓数量以及工程维护工作量, 减少占地面积, 有效适应不断变化的矿井生产需要。
3.2 促进工作面长度选择的科学化
在进行煤矿矿井开拓工作和巷道布置工作时, 一般需要对工作面长度进行科学选择, 减少巷道工程量。通过这种方式能够促进回采工作面单产的提高, 同时实现煤矿采区集中生产。在具体工作中, 工作面长度的选择应该在综合考虑矿井具体条件以及生产时间的基础上进行, 并从长远角度考虑矿井的发展方向, 为煤矿矿井开拓工作和采区巷道布置工作的开展提供科学依据。
3.3 对采区巷道进行联合布置
在开采煤层群的过程中, 我们可以对煤矿的采区巷道进行联合布置, 促进煤矿储量的增加, 促进采区服务年限的增加, 并推动生产工作面数量的增多, 提升煤矿采区的实际生产能力, 达到减少矿井内同时生产煤矿采区数量的目的。
4 结语
随着采煤技术的日益发展进步, 大家对于煤矿生产的安全性越来越重视, 国家针对煤矿行业开展了大范围的整合工作, 我们必须要及时对矿井技术改造, 科学部署开拓延伸方式, 促进煤矿行业的持续健康发展。
参考文献
[1]方安炉, 等.新集矿区开拓部署改革探讨[J].煤炭工程, 2010, 14 (11) :47-48.
矿井技术改造与改扩建 篇8
1 矿井技术改造的主要措施
矿井的某一个开采水平开始减产直到结束, 其中一个开采水平投产到全部接替生产, 是矿井生产水平过渡时期。在这期间上下两个水平同时生产, 增加了提升、通风和排水的复杂性, 要采取有效的技术措施。
1.1 生产水平过渡时期的提升
生产水平过渡时期, 上下两个水平都出煤。对采用暗斜井延深的矿井、新打井的矿井或多井筒多水平生产的矿井, 分别由两套提升设备担负提升任务, 通常没有困难。而延深原有井筒的矿井, 特别是用箕斗提升的矿井, 应采取有效的技术措施。
1) 利用通过式箕斗两个水平同时出煤。通过式箕斗, 即通过式装载设备即将启闭上水平箕斗装载煤仓闸门的下部框架改装成可伸缩的悬臂, 提上水平煤时悬臂伸出;提下水平煤时, 悬臂收回让箕斗通过。这种方法提升系统单一, 不能增加提升工作量。但每变换一次提升水平时, 都需调整钢丝绳长度, 经常打离合器, 增加了故障几率。在水平过渡时期未结束时, 可使用此方法。
2) 将上水平的煤经溜井放到下水平, 主井在新水平集中提煤。此方法提升系统单一, 提升机运转维护条件好, 但应该增设溜井, 增加提升工程量及费用。上水平剩余煤量不多时, 适合使用此方法。
3) 上水平利用下山采区过渡。上水平减产期, 开采1~2个下山采区, 通常为靠近井筒的采区, 在主要生产转入下一水平后, 再把该下山采区改为上山采区。此方法可推迟生产水平接替, 有利矿井延深, 但采区改造系统前后要倒换方向, 要多掘一些车场巷道。只有煤层倾角不太时, 方可采用此方法。
4) 利用副井提升部分煤炭。应用此方式时, 要适当地改建地面生产系统, 增建卸煤设施。如风井或主井有条件安装提升设备时, 也可以增设一套提升设备, 解决两个水平同时提升的问题。
1.2 生产水平过渡时期的通风
生产水平过渡时期, 要保证上水平的进风和下水平的回风互不干扰, 关键在于安排好下水平的回风系统。要维护上水平的采区上山为下水平的采区回风;利用上水平运输大巷的配风巷作为过渡时期下水平的回风大巷;采用分组集中大巷的矿井, 采用上水平上部分的集中大巷为下水平上煤组回风。
1.3 生产水平过渡时期的排水
生产水平过渡时期应采用下列排水方式:集中排水, 上水平的流水自流到下水平水仓, 集中排出地面;分段排水, 两个水平各有独立的排水系统直接排至地面;两段接力排水, 下水平的水排到上水平水仓, 然后由上水平集中排至地面;两段联合排水, 上下两个水平的排水管路联成一条系统, 由阀门控制, 上下水平均可排水至地面。具体应用哪种方式, 可按矿井涌水量大小、水平过渡时期长短、设备情况等因素确定。
2 矿井技术改造途径
生产矿井技术改造的目的是:改变落后的技术, 提高矿井产量、劳动效率、资源采出率, 降低成本, 减轻工人体力劳动, 改善劳动条件, 使生产建立在更加安全的基础上, 全面提高技术经济指标。这就要依靠科技进步, 提高采掘机械化程度, 改进矿井巷道部署, 合理集中生产, 对各生产系统进行改造, 与采掘机械化配套, 以提高工作面、采区、水平和矿井的生产能力。这就要新增或补充一些井巷工程, 使之与矿井改扩建结合起来。矿井技术改造内容很多, 这里主要谈以下几个方面。
1) 扩大井田范围。如果井田深部有煤, 随着勘探的进行, 矿井可以向深部发展, 但沿走向有条件时, 可向走向方向发展。我国一些改扩建矿井采用这种方式, 取得了较好的效果。
2) 相邻矿井合并改造。有些中小型矿井, 生产能力小而且分散, 有条件的应当合并改造, 扩大井田储量, 提高生产能力。
3) 结合矿井开拓延深进行合并改扩建。开采煤田浅部的矿井, 井田范围小、井型小, 当发展到深部时, 结合开拓延深将几个中、小型井合并改造为一个大型井, 可以简化生产系统, 减少设备, 有利于井上下集中生产, 提高技术水平和经济效益。
3 矿井主要生产系统的改造
为提高矿井的生产能力, 矿井各生产系统应该配套, 以提高生产能力。要对薄弱环节进行技术改造。生产环节的单项工程改造, 投资少、工期短, 效益显著。薄弱环节改造后, 矿井生产系统能力提高, 同时也会出现其它薄弱环节, 还应对此进行改造, 不断提高矿井生产能力。
矿井低压馈电开关的改造 篇9
低压开关是煤矿供电系统中不可缺少的电气设备[1]。目前, 千秋煤矿使用的矿用低压馈电开关内置的综合保护器种类、通信规约多种多样, 保护较少, 数据上传不全, 并且很多保护器不具备数据通信接口;此外, 低压开关内部所配的电流互感器、零序电流互感器、零序电压互感器多采用直流输出, 误差大, 不能进行故障录波, 难以满足开关各项保护、计量精度的要求, 不能对开关实现远程合分闸控制和各项电参数数据的监视、分析, 同时也达不到电力监控管理系统的目的。为提高低压开关的可靠性, 对其实现远控操作, 千秋煤矿对低压馈电开关进行了升级改造, 改造的主要内容是升级内置综合保护器。采用集监测、计量、控制、保护于一体的新型综合保护器, 使供电设备、供电线路和用电负荷得到全面安全保护, 有效防止供电系统故障运行、越级跳闸、大面积停电等事故的发生, 实现故障预先监测、报警并及时有效的分析处理, 系统运行管理和实时用电量管理, 为实现全矿井供电系统无人值守创造有利条件。
1改造方案
(1) 更换低压综合保护器
由于现使用的矿用低压馈电开关内置的综合保护器种类、通信规约完全不同, 通用性差, 保护功能也较少, 难以满足低压开关各项保护、计量精度的要求。因此, 采用集监测、计量、控制、保护于一体的网络型智能综合保护器替代原有开关内置的保护器。
改造后的保护器具有以下功能:
① 具有三段式电流保护 (速断、过流、过载) 、反时限过流保护、过压、欠压保护、附加直流型/功率方向型漏电保护, 绝缘监视保护, 风电闭锁、瓦斯电闭锁保护功能[2];
② 具备装置自检、故障模拟试验以及短路、过流保护经低电压闭锁功能;
③ 本地实时动态显示三相电压、两相电流、有功功率、无功功率、功率因数、零序电压、零序电流、有功电量、无功电量、合分闸状态显示、故障报警、通信状态等动态数据及显示相应状态指示灯;
④ 三相电度量统计及实时显示和查询功能;
⑤ 具有事件记录及故障录波功能;
⑥ 具备远程通信接口, 可实现数据即时上传, 接收上位机发布远程操作命令, 即合闸、分闸、信号复归、定值整定等;
⑦ 本地或远程均可实现低压馈电开关的分闸、合闸、信号复归等操作, 漏电、绝缘监视试验及保护定值、电量定值的设定和修改[3]。
(2) 更换原三相电抗器
原综合保护装置不具有三相电压监测功能, 需要更换为具有同步电压信号输出功能的三相电抗器 (三相电抗器的型号为PT SK-110 (1 140, 660 V/10 V) , 精度为0.1级) , 以满足综合保护装置的高精度电压采集及计量功能。
(3) 更换原综合保护装置的电源变压器
原综合保护装置不具有合闸前的线路电压检测功能, 无法对合闸前线路电压的超压或低压等故障作出保护。为避免设备超压或低压启动, 所以更换工作变压器, 更换后的线路电压互感器电压为220 V、127 V、36/10 V, 精度为0.1级。
(4) 更换检漏组件
网络型智能综合保护装置设计的漏电监测回路的参数与原综合保护装置参数不一致, 需更换综合保护装置外围漏电组件, 以保证漏电保护的准确度。
(5) 更改相应的控制回路
为实现远程控制分合闸及远程闭锁、试验功能, 需要增加相应的控制回路接线。
(6) 更换电流互感器、零序电流互感器、零序电压互感器
更换电流互感器, 更换后的电流互感器电流为630 A、500 A、400 A、200 A/100 mA, 精度为0.1级, 可实现电流信号的高精度采集及计量功能;更换零序电流互感器、零序电压互感器, 以实现分开关的功率方向性漏电监测保护功能。
2结语
改造后的低压馈电开关各种保护齐全, 实现了数据即时上传和远控操作。开关通过综合保护器的通信接口接入电力监控管理系统平台后, 可快速将井下电气设备的电气参数、运行参数、电度量、故障信息等数据传给地面指挥中心, 也可以接收地面控制中心发出的各项控制命令, 实现远程合分闸操作、远程定值整定、远程故障报警、远程模拟试验等功能;同时可实时显示出综合保护器上传的电气设备的各项电参数, 为实现矿井供电系统的安全可靠运行创造了良好条件。通过对低压馈电开关的改造, 实现了真正意义上的远控, 达到了无人值守的目的。
参考文献
[1]王文华.矿用低压馈电开关综合保护系统的研究[D].太原:太原理工大学, 2010.
[2]黄席樾, 苏万益.选择性漏电低压电网综合保护器单片机馈电开关[D].重庆:重庆大学, 2006.
[3]槐利.矿井低压真空馈电开关智能综合保护器的硬件设计[J].工矿自动化, 2011 (1) :16-18.
矿井轴流通风机的技术改造 篇10
关键词：铸铝合金动叶片,动叶可调,全封闭轴承箱,喘振报警
冀中能源邯矿集团云驾岭煤矿使用的主通风机为2K60—4NO、24轴流通风机, 由于使用时间长, 风叶、集风器、导叶等部件都已严重锈蚀, 又由于矿井提升能力由90万吨/年提高到150万吨/年, 井下增加一个采面、两个掘进面, 各头面用风量都不能满足要求, 这样必须对主通风机进行改造, 改造后的通风量必须能满足矿井的需求。
1 主要技术改造内容
为了不影响矿井生产, 必须一台风机运转, 另一台通风机进行改造, 由于原有风机的地脚螺栓都已锈蚀, 地脚螺栓不能重新用, 又由于两台通风机座在一个整体的基础上, 如果将旧基础拆除, 重新浇注新基础, 将影响矿井生产达一个月, 必须研究一种方案即不拆除基础又能将风机的地脚螺栓更换, 实现一台工作, 一台进行改造。
1.1 主机部分及基础螺栓的改造
如果将风机的设备全部拆除, 包括风机机壳、集风器、扩散器、传动轴、联轴节、电机将达到二十天, 经矿研究决定在原由基础上对电机、传动轴、风机机壳进行改造, 其它设备不拆除, 这样可以大大减少改造时间, 尽量减少单台通风机的运行时间;基础不拆除, 地脚螺栓不能用, 必须将螺栓拆除, 再浇注上新螺栓, 才能安装新通风机, 经研究利用钻机在原来基础的螺栓上打孔, 钻头直径为120mm, 将地脚螺栓掏出, 再预浇注新螺栓, 这样就不用拆除通风机基础, 只更换通风机的地脚螺栓, 矿井不用停产就可以更换风机。
1.2 电机部分的改造
原有旧电机功率为380kw, 改造后的电机功率为710kw, 旧电机基础螺栓孔间距小, 地脚螺栓不能用, 经测量研究, 利用原来电机的四条旧螺栓, 再在边上浇注两条新螺栓, 浇注的两条新螺栓的基础用钢筋和旧基础连接, 使它们成为一个整体, 再在上边做一个钢结构的基础, 将电机固定在钢结构的基础上。
1.3 新通风机
(1) 新通风机更换成GAF22.4-15-1轴流通风机, 采用机械式停车动叶可调机构, 并配置制动器, 当切断电机电源并降至一定转速后, 制动器可自动启动, 迅速制动转子旋转, 以缩短惰转时间。
(2) 风机轴承箱轴承稀油池侵入式润滑, 当轴承转速较高时, 外置油站强制循环, 轴承温度有8只电阻温度计监视;为减少气流在弯道中的气流损失, 并使气流均匀流入垂直扩压器, 在弯道内设有导流叶片和导流鼻;为了使风机的振动不传至进排气管道和维修时拆卸方便, 机壳与整流环、扩散器之间采用围带扰性连接。
(3) 机壳是风机的主要部件之一, 转子、油管路系统等重要部件均安装在机壳内, 机壳有内筒、外筒、后导叶及轴承箱支承环等组成, 机壳采用水平剖分结构, 上下半机壳在中分面法兰上用四个定位锥螺栓及螺栓联结, 此种结构便于安装和维修;机壳内外筒后导叶焊接连结, 其中一片是空心导叶通过它将轴承箱的进排油气管、温度计导线引出机壳外;为防止动叶与机壳内壁碰擦, 产生火花, 在机壳内壁动叶片相对位置设置了铜衬板。
(4) 风机转子是整台风机的心脏部件, 转子运转正常与否将直接影响到整台装置的可靠性;转子由带动叶片的叶轮、动叶机械式调节机构、整体式轴承箱和刚扰性联轴器等部件组成, 叶轮与主轴采用过盈带键配合, 装卸时用专用的液压装拆工具拆装, 为适应风机变工况运行和矿井反风要求, 叶轮壳内装有一套机械式调节机构, 该套机构包括调节杆、调节轴、铰链联轴器、蜗轮箱中心圆直齿轮、大锥齿轮、及轴承等, 当需要调节动叶角度时, 将调节杆放在调节轴上, 然后旋转, 使叶柄旋转调节直要求的动片角度;调节杆仅在停机后调节叶片时使用, 用完后必须从风机上拿下, 关闭调节视孔盖和调节操纵杆插入孔盖, 才能启动风机;动叶片采用高强度铸铝合金, 叶片的叶盘与叶柄法兰采用特制高强度螺钉连接, 并用螺钉套作为抗咬垫圈, 为确保叶柄转动灵活, 防止锈蚀咬死和灰尘进入堵塞, 在叶柄法兰与轮壳孔的装配部位采用含石墨的迷宫密封型铸铜轴衬和弹性密封圈, 叶柄轴衬与叶柄法兰滑动配合, 具有支持轴承的作用。
(5) 轴承箱为整体式全封闭结构, 轴承箱体固定在机壳内筒的支承环内, 与机壳下半支承环采用螺钉连接。转子由滚动轴承支承, 两只支承轴承和两只推力轴承将承受转子的径向负荷和风机的正反轴向负荷, 轴承箱内轴承润滑为带油站强制循环, 为了不使轴承箱的油池低于规定的最低油位, 在油位指示器上安装了浮子开关, 当浮子低到最低油位时, 其接触开关闭合, 向控制台发信号报警。
1.4 通风机的监控
为了防止风机进入喘振区运行, 在风机上安装有防喘振报警装置。该装置由装在叶轮动叶前的比特曼管和差压开关组成, 比特曼管用于感受强烈的脉冲压力, 差压开关将此压力转换成电信号输出, 并报警。
2 技术关键与创新点
(1) 风机调整采用机械式停车动叶可调机构, 在机壳外对风机的角度进行了调整。在机壳上开设了角度调节视孔和调节操纵杆插入孔, 调节视孔处配有刻度指示牌, 指示牌上的刻度值与叶轮毂上其中一动叶片的刻度指示值应一致。
(2) 为防止通风机动叶与机壳内壁碰擦, 产生火花, 在机壳内壁动叶片相对位置设置了铜衬板, 动叶片采用高强度铸铝合金, 保证了动叶片的强度及通风机的安全。叶片的叶盘与叶柄法兰采用特制高强度螺钉连接, 并用螺钉套作为抗咬垫圈。
(3) 联轴器采用刚挠性联轴器, 能补安装和运行引起的电机轴和风机轴的径向、轴向和角向偏移。安装找正方便, 该联轴器无须维护, 无须润滑, 无易损件, 使用安全可靠。
(4) 风机安装了防喘振报警装置, 防止了通风机在喘振区运行, 保证了风机运行的可靠性。
(5) 采用钻机取出旧螺栓的方法进行新旧螺栓的更换, 不用破坏基础, 为矿井能正常提升鉴定了坚实的基础。两台风机固定在一个基础上, 考虑到通风机风量的加大, 地基基础必须加大, 在风机两侧分别对基础加宽1.5m, 利用在旧基础上注钢筋的方法使新旧基础连成一体。
3 结语