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-380m水平2300采区设计说明书

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前 言

山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿现在生产水平为-380m水平,生产采区为-380m水平1300采区即水平首采区,由于采区可采储量服务时间渐短,不足于维持较长时间,从矿井三量平衡考虑,根据矿井接续安排,-380m水平2300采区接续1300南翼采区,本着充分利用原生产系统、投资少、采区系统优化、安全可靠的原则,鑫安煤矿编制了-380m水平2300采区设计。

一、编写依据

1、《山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿水文补充勘探地质报告》

2、《山东宁阳县鑫安煤矿建井地质报告》

3、《山东华宁矿业有限公司鑫安矿井初步设计》

4、《鑫安煤矿矿井初步设计安全专篇说明书》

5、《煤炭工业矿井设计规范》

6、《煤矿安全规程》

二、设计指导思想

指导思想:认真贯彻国家有关煤矿的方针、政策和法律、法规,严格执行煤矿的有关规程、规范和规定,从现有采区的实际情况出发,充分利用现有生产系统和技术装备,合理开拓布局,确保安全可靠,实现投资少,见效快的目的,尽快形成采区各生产系统。

第一章 采区概况及地质特征

鑫安煤矿2003年8月开始建井,2006年11月投产,无相邻矿井。立井—暗斜井上、下山多水平开拓,设计生产能力45万吨/年,目前矿井有三个水平即-147m水平、-380m水平、-600m水平,-147m水平为辅助水平无采掘作业,-380m水平为生产水平,-600m水平为开拓水平。

第一节 采区概况

一、采区位置及范围

2300采区为-380m水平第二个采区。南部隔F33断层,与-380m水平1300北翼采区相邻,采区北部至F25断层,东部隔F45断层,与-600m水平1300采区相邻,西部隔F44断层,与-380m水平1300采区1301采空区及-147m水平采空区相邻,可采煤层为3煤层,平均厚度5.18m,2300采区开采上限为-285m,开采下限为-460m。

本区南北走向长约0.85km,东西倾斜宽约0.33km,面积约为0.281km2。

二、与邻近巷道、采区及地面关系

采区南部隔F33断层,西部隔F44断层与-380m水平1300采空区和原沙庄矿采空区相邻,采区为北部为F25断层,东部隔F45断层与-600水平1300采区相邻。

2300采区地表为大面积农田,无建筑物、无水渠,无积水区,无村庄、无铁路、桥梁等,只有一条东西向通本矿井的35KV输电线路, 对开采无影响。

第二节 采区构造及水文地质

一、地质构造

2300采区内有9条主要断层(含边界断层);在采掘过程中,还可能会见到其它小断层,但是落差不大,不导水,对采掘无影响。采区内围岩裂隙较为发育,尤其是在断层附近煤岩较破碎,无大的褶曲构造,局部有小的褶曲。本区无岩浆岩侵入。

表1-1 断层情况表

构 造 情 况

编 号性 质产 状落差(m)导水性对采掘的影响程度

F33正断层150°~190∠60°0~30不导水见断层时由于岩层破碎,可能会出现淋水,对掘进基本无影响。

F33-1正断层165°~170°∠65°20~30不导水见断层时由于岩层破碎,可能会出现淋水,对掘进基本无影响。

F31正断层170°~180°∠65°20~30不导水见断层时由于岩层破碎,可能会出现淋水对掘进基本无影响。

F28正断层180°~190°∠65°20~30不导水见断层时由于岩层破碎,可能会出现淋水,对掘进基本无影响。

F45正断层80°~90°∠65°20~80不导水边界断层,掘进时,要留足断层保护煤柱,断层对掘进基本无影响。

F44正断层90°~100°∠75°20~40不导水边界断层,掘进时,要留足断层保护煤柱,断层对掘进基本无影响。

F44-1正断层90°~100°∠75°30~70不导水 见断层时由于岩层破碎,可能会出现淋水,对掘进有一定影响,对回采无影响。

F25正断层30°~40°∠60°80~100不导水边界断层,掘进时,要留足断层保护煤柱,断层对掘进基本无影响。

FI5正断层180°~190°∠50°5~10不导水见断层时由于岩层破碎,可能会出现淋水,对掘进基本无影响。

掘进过程中,还可能会见到其它小断层,但是落差不大,不导水不影响正常掘进。

二、水文情况

(一)、水文地质类型

开采3煤层的直接充水含水层为3煤层顶、底板砂岩,富水性弱。在3煤层冒裂高度范围内上覆无强含水层存在。但我矿存在少量-147m水平老空区积水,采空区积水位置范围、积水量清楚,现已留设了足够的防水煤柱,并在采掘工程平面图上标明了积水区、探水区及警戒线。现将各类水害祥述如下:

1、地表水情况

鑫安井田位于区域水文地质单元东北部,(区域范围:东起峄山断层,西至嘉祥断层,北起汶泗断层,南至凫山断层,面积约3000km2)井田内各基岩含水层均隐伏于第四系之下,第四系厚18.6~72.95m,平均44.75m,本采区内地表无河流,区内潜水面一般深15~18m左右,北部较浅,南部较深。由于第四系与新近系粘土类地层的阻隔,使得地表水及大气降水与各基岩含水层无直接水力联系。

2、老空区积水情况

我矿-147m水平以上采空区内已基本无积水,-147m水平以下有三处积水存在,一处位于-147m水平大巷西北侧积水面积最大为20300㎡,积水量最大为12000m3,另两处位于-147m水平大巷西南侧积水面积最大分别为4900㎡、4300㎡,积水量最大分别为2900m3、2600m3。三处积水合计总积水面积最大为29500㎡,积水量最大为17500m3。采空区边界清楚,积水线、探水线及警戒线三线明确。

为确保-147m水平以下煤层的安全开采,保证-147m水平大巷的安全,我矿于2005年已在-147m水平建筑了三座防水墙,防水墙由煤炭工业部济南设计研究院设计,并通过了上级有关部门的验收。防水墙硐室结构形式取倒截形锥形,墙体长度4.0m、5.0m,两段墙之间设平直段,其值为取1.0m,防水墙每段长度为2.0m,选择两根外径为159mm的无缝钢管作为该防水墙的放水管(一根下距底板200mm,另一根下距底板1500mm)。该防水设施能较有效地防止-147m大巷以上采空区涌水的威胁。

我矿在开采下一个采面前,均对上一个相邻采空区进行了探放水工作,近几年开采的采空区经探查分析无积水现象。

3、承压水情况

本采区主采二叠系山西组第3层煤,煤层平均厚度为5.18m,开采3煤层的直接充水含水层为3煤层顶、底板砂岩含水层。

本区内三灰距3煤层48.1~65.5m,三灰灰色~青灰色,致密块状,较坚硬,含黄铁矿,其裂隙充填方解石,参差状断口,正常情况下不会威胁采掘工作面的防治水安全。但是受断层的影响,三灰至3煤间距变小,另在井巷工程施工中也会揭露三灰,从我矿揭露三灰的情况分析:揭露三灰的涌水量最大为6.7m3/h,并且随着时间的推移,三灰的涌水量呈逐渐减少的趋势。故三灰不会成为3煤开采的直接充水含水层,但会对矿井产生一定充水影响。

本区内奥灰顶界面上距3煤层130~180m,正常情况下不会威胁采掘工作面的防治水安全。

4、断层导水、富水性

鲁西南各煤矿多年开采经验证明,断层的导、富水性能主要取决于断层两盘岩层的富水性、裂隙发育程度、断层角砾岩的成分、胶结程度,其中,断层对盘岩层的富水性及煤层与含水层的间距和断层导、富水性关系尤为密切。

根据建井时和-380m水平1300采区的采掘揭露断层时均只有淋水现象。这说明断层带本身在隔水层段内不富水。

本区内仅F25断层落差在100m左右,使得断层两盘3煤层、三灰与奥灰距离变近,另外断层附近有可能裂隙发育,富水性增强,因此,大断层附近应按要求留足防水煤柱,巷道过断层时,要提前进行探防排水。

5、井田及周边老窑水分布情况

鑫安煤矿煤层为独立块段,周围无相邻矿井。东北部有保安煤矿、伏山煤矿,相距20km且之间相隔宁阳县城;西南部为新驿矿井相距15km,中间有F1大断层相隔,因此我矿周边附近区域没有采掘活动,不存在周边老窑水,对我矿没有安全威胁。

根据以上划分矿井水文地质类型为中等类型。

(二)、采区充水条件

采区内各基岩含水层均隐伏于第四系之下,第四系厚18.6~72.95m,平均44.75m,采区内无大的地表河流,仅存在一些排洪沟和路沟、季节性积水区。由于第四系及新近系地层中粘土类隔水层发育,因此,各基岩含水层与地表水、大气降水无直接水力联系。矿井四周均为断层切割。

1、含水层

矿井内含水层自上而下依次为第四系砂、砾层、新近系砂砾层、白垩系砂岩、山西组3煤层顶、底板砂岩、太原组三灰、十下灰及中奥陶统石灰岩,其中3煤层顶、底板砂岩为开采3煤层的直接充水含水层。

山西组3煤层顶、底板砂岩裂隙含水层以灰白色、灰黑色中、细砂岩为主,局部为粗砂岩,厚5.20~56.7m,平均30.18m。岩芯较破碎。普、精查阶段穿过3煤层顶、底板砂岩钻孔18个,仅发现漏水孔1个(汶107),漏水点下距3煤29.89m,漏水量为0.78~15.0m3/h,5-1孔及井检孔2次抽水试验,水位标高29.34~38.80m,单位涌水量0.0014~0.0046/s.m,富水性弱,矿化度1173~2866g/l,水质属Cl.SO4-Na型水,为开采3煤层的直接充水含水层。

三灰厚2.25~5.9m,平均3.67m。浅部裂隙发育,见溶蚀现象,局部破碎,采区内三灰距3煤层48.1~65.5m,正常情况下,对3煤层开采无影响,但当构造作用影响或井巷揭露该层时,会发生采区涌水量突然增大的现象。从我矿揭露三灰的情况分析:揭露三灰的涌水量最大为6.7m3/h,并且随着时间的推移,三灰的涌水量呈逐渐减少的趋势。

奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层,矿井范围内揭露奥灰钻孔11个,最大揭露厚度达50.71m,裂隙发育,充填或不完全充填方解石脉,见溶洞,局部岩芯破碎。6-1号孔抽水试验1次,奥灰埋深大于-778.20m,水位标高34.73m,单位涌水量0.0163L/s.m,富水性弱,矿化度5.233g/l,水质类型为SO4.Cl-Ca.Na型水。县城以北矿区有10次抽水试验,钻孔单位涌水量0.00006~7.78/s.m,矿化度0.252~1.45g/l,水质类型以HCO3-Ca为主。通过对含水层埋藏条件分析,浅部富水性强,埋深加大,含水层富水性变弱。

2、隔水层

井田内隔水层段自上而下主要有:第四系及新近系粘土类隔水层组、古近系及白垩系隔水层组、石盒子组隔水层、17煤至奥灰下覆隔水层。

(1)、第四系及新近系隔水层

本组地层为松散层,厚18.60~216.45m,由砂层与粘土、砂质粘土组成,其中的粘土类与砂层相间沉积使砂层含水层间的水力联系变弱或阻隔,从而形成隔水层组,可有效阻止大气降雨、地表水及砂层水对基岩含水层的直接补给。

(2)、古近系隔水层

由灰绿色粘土岩、砂质粘土岩及紫红色粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩组成。厚81.55~562.95m,粘土岩膨胀性强,能有效地阻止大气降水、地表水及上部水与基岩含水层的水力联系。

(3)、白垩系隔水层

白垩系地层钻孔揭露厚度16.40~356.20m,由砂质泥岩、粉砂岩、中细砂岩组成,其中的砂质泥岩、粉砂岩厚度大成为基岩中的相对隔水层,尤其是中上部发育,它们可阻止上部含水层对其下伏含水层垂直补给,形成隔水层段。

(4)、石盒子组隔水层组

3煤顶板之上赋存着石盒子组。石盒子组残留厚0~408.55m,3煤赋存区除浅部被剥蚀外,在三维勘探范围内及其以深全部有保留,钻孔实揭残留厚度为46.5~408.55m,平均161.87m,其中下部黑山段厚27.90~113.30m,均以厚层泥岩、砂质泥岩为主,间夹中细砂岩,能起到良好的隔水作用,进一步阻隔了上部水的下渗。

(5)、17煤层下伏隔水层

据邻区资料17煤层至奥灰正常间距为46.25~49.49m,平均47.87m,岩性主要为杂色粘土岩、铝土岩及石灰岩。本采区受断层影响,17煤至奥灰间距为28.75~42.46m。因此,本段中的泥岩、铝质泥岩及石灰岩正常区皆可共同组成压盖隔水层,阻止奥灰水的底鼓。

(三)、充水因素分析

本区内开采3煤层下伏地层含水层为三灰和奥灰。三灰正常厚2.25~5.9m,平均3.67m,浅部裂隙发育,见溶蚀现象,局部岩芯破碎。本区上距3煤层48.1~65.5m m,本区内奥灰顶界面上距3煤层130~180m,采区内无落差大于100m的断层,正常不会威胁采掘工作面的防治水安全。三灰为弱含水层,在本矿后期掘进揭露均无水,对生产无影响;奥灰间距按突水系数法用下式计算,符合安全采掘距离要求。

根据公式

T=P/M

式中:T—突水系数,Mpa/m;

P—底板隔水层承受的水头压力,MPa ;

M—底板隔水层厚度,m;

根据开采深度,水压最大值为5.16Mpa,则要满足突水系数Ts≤0.06,则

M=P/T=86(m)

若采用走向长壁法开采,则必须保证有效隔水层厚度≥86m,方可保证安全开采。

奥灰距煤层间距为130~180m,大于有效隔水层厚度M=86m,符合安全采掘距离要求。

本采区工作面正常情况下顶底板岩层均为弱含水层,在掘进过程中可能个别地点会有滴水、渗水或淋水现象,对掘进无影响。

(四)、断层导水性

断层的导、富水性能主要取决于断层两盘岩层的富水性、裂隙发育程度、断层角砾岩的成分、胶结程度,断层对盘岩层的富水性及煤层与含水层的间距和断层导、富水性关系尤为密切。矿井内共有41个孔见断层,但均未发现漏水。建井时,在轨道及胶带暗斜井中揭露F34及F43断层,均只有淋水现象。矿井内落差大于100m的断层有17条,这将使奥灰与3煤层和三灰间距变小或对口接触,有造成突水的危险的可能。

本区内仅F25断层落差在100m左右,因此在巷道接近该断层时,应按要求留足防水煤柱,以防奥灰水突入矿井。

在矿井采掘过程中,要坚持“预测预报,有疑必探,先探后掘,先治后采”的原则,对过断层的巷道,要先查明断层的具体位置及其导水性,必要时,超前过断层带进行预注浆加固或调整巷道布置避开断层带。

(四)、采区涌水量

鑫安矿2003年8月开始井筒施工,2005年1月开始观测矿井涌水量,其中2004年矿井水量一直较小,截至2009年9月矿井最大涌水量为28.9m³/h。在此期间平均为四个掘进工作面,两个回采工作面,矿井涌水量主要由-147m水平老空积水和3煤层顶底板砂岩水组成,-147m水平3个防水墙正常涌水量为9m³/h,最大涌水量为10.9m³/h。在3煤回采面上,见淋水现象,正常涌水量0.2 m³/h,最大涌水量2 m³/h,掘进工作面主要为顶板淋水和底板渗水,正常涌水量0.1 m³/h,最大涌水量1 m³/h,2300采区最多布置4个掘进工作面,1个回采工作面,因此预计2300采区正常涌水量为4×0.1+0.2+5≈6 m³/h。最大涌水量为4×1+2+5=11m³/h。(防尘及施工用水为5 m3/h)。

三、勘探钻孔的情况

区内共施工86-1及76-20两个钻孔。

表1-2 钻孔情况表

孔号煤层见煤层底板标高煤厚终孔层位封孔质量备注

86-13煤层-299.365.35合格

76-203煤层-370.185十四灰合格

四、保安煤柱留设

根据《鑫安煤矿建井地质报告》,按断层落差大小,两侧各留一定水平宽度的安全煤柱,落差≥100m的断层两侧各留100m,落差≥50~<100m的断层两侧各留50m,落差≥30~<50m的断层两侧各留30m。

1、F25留设50米。

2、F44留设30米。

3、F45留设50米。

4、F33留设30米。

第三节 煤层赋存条件及开采技术条件

一、煤系地层

本区主要含煤地层为二迭系山西组(P1s):

厚33.70~91.15m,平均65.04m,是本区主要含煤地层。主要由浅灰、灰白色中、细粒砂岩及灰黑色粉砂岩、泥岩和煤层组成,砂岩含量较高。

上部以泥岩、粉砂岩为主,夹薄层砂岩。中下部以砂岩为主,夹泥岩、粉砂岩薄层,砂岩含量较高,砂岩中见有粉砂岩泥岩包裹体和煤线。斜层理发育,含海绿石。

底部泥质含量增多,常为细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩,且细砂岩中见有粉砂岩泥岩包裹体。波状及浑浊状层理发育,见底栖动物通道,为一良好标志,下伏以太原组最上1层灰岩顶界海相泥岩底为界,与太原组为连续沉积。

本组内含煤层(2、3),其中3煤层厚度大,储量丰富,为本区可采煤层。3煤层黑色,厚度5~5.36 m,由亮煤及暗煤组成,块状构造,含黄铁矿薄膜,含夹矸1~2层,厚度0.2~0.5 m,局部缺失,3煤层硬度系数f=1.8~1.9;3煤层直接顶主要以粉细砂岩为主,灰~深灰色,含大量黄铁矿晶体颗粒,裂隙发育,被方解石充填,富含植物茎叶化石,局部泥质较多,厚度约2~7m,岩石硬度系数f=3~5;3煤层直接底主要以粉细砂岩为主,灰~灰黑色,上部含泥质较多,厚度约2.6~5.8 m,含黄铁矿晶体颗粒,具有大量植物茎根化石,岩石硬度系数f=3~5,岩层产状:90°~100°∠15~21°。

二、煤层

本区可采煤层为3煤层,3煤层位于山西组中下部,下距三灰49.10~75.29m,平均59.79m。3煤层黑色,厚度5~5.8 m,由亮煤及暗煤组成,块状构造,含黄铁矿薄膜,含夹矸1~2层,厚度0.2~0.5 m,局部缺失,3煤层硬度系数f=1.8~1.9。

表1-3 3煤层特征表

煤层编号煤种灰分

Ad

(%)硫分St,d

(%)发热量Qb,ad

(MJ/kg)倾角(°)厚度

(m)层间距容重煤层结构稳定分类直接顶直接底

3煤层原

煤9.23~23.99

14.72(12)0.61~1.11

0.76(12)24.23~29.85

27.86(12)15°

21°5.180.2

0.51.38简单较

定粉

岩粉

三、煤质

按中国煤炭分类国家标准(GB5751-86)划分,以浮煤挥发分产率(900℃Vdaf%)和粘结指数(GRI)为主要分类指标,胶质层厚度(Ymm)、奥亚膨胀度(b%)为辅助指标,本矿井煤类划分结果为:3煤层以气煤为主,其次为1/3焦煤,局部受火成岩影响出现煤焦混合点、1/2中粘煤点。

硬煤的国际分类按1956年3月日内瓦国际煤炭分类会议的修订方案划分。3煤层标号为623,统计组别为VD。

3煤层浮煤灰分为低灰、特低硫、中磷、气煤和1/3焦煤,煤层粘结性能好,成焦率较高。焦炭强度M40=45~50%,M10=18~27%(据兖州煤田)。因此,浮煤均可用作炼焦配煤。

四、瓦斯、煤尘与煤的自燃倾向

(一)、瓦斯

矿井对3煤层采取6件瓦斯样,其瓦斯成分、含量见表1-3。甲烷(CH4)含量和成分最高分别为0.011cm3/g燃和0.10%,二氧化碳(CO2)最高含量和成分分别为0.198cm3/g燃和0.88%。根据钻孔测得的瓦斯含量和邻区矿井资料对比分析,该矿井瓦斯含量低,应属瓦斯风化带范畴,但采区内构造较复杂,个别点煤层变质程度有所增高,不排除某构造部位瓦斯有富集的可能,因此,在生产过程中应加强瓦斯管理,以防瓦斯聚集发生瓦斯爆炸事故。

在该矿井掘进各迎头所测甲烷浓度变化在0.00~0.04%之间,二氧化碳变化在0.00~0.04%之间,温度变化在14~20℃;回采工作面甲烷浓度变化在0.01~0.06%之间,二氧化碳变化在0.01~0.05%之间,一氧化碳变化在0.00~0.0015%之间,温度变化在15~21℃,完全符合《煤矿安全规程》中采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过0.8%或二氧化碳浓度不超过1.5%要求,说明该矿井属低瓦斯矿井,并且矿井每年瓦斯等级鉴定均为低瓦斯矿井。

表1-4 煤层瓦斯成分、含量表

项目

煤层瓦斯含量cm3/g燃

最小~最大/平均瓦斯成分 %

最小~最大/平均

CH4CO2CH4CO2N2及其它

30.000~0.011

0.0020.012~0.121

0.0610.00~0.10

0.040.24~7.32

3.8692.62~99.76

96.10

(二)、煤尘爆炸性

煤尘爆炸指数变化在41~48%之间,故各煤层均有煤尘爆炸危险性。

(三)、煤的自燃

3煤层煤的自燃倾向性等级为Ⅱ类自燃,最短自然发火期为61天。

(四)、煤岩冲击倾向性

3煤层无冲击倾向性

五、地温、地压

(一)、地温

本区平均地温梯度2.30℃/100m,属地温正常区,根据临近采区的地温,估算本采区的地温为24℃。

(二)、地压

本矿井自进入新生代以来沉降幅度较大,较厚的新生界地层覆盖在煤系地层之上。断层性质多属张扭型,分析可能是先扭后张。大断层常拌生多条小断层,形成“断层束”。在断层附近裂隙发育,岩层破碎,大量裂隙水存储其间,原始构造应力已有所释放,应力以大地静力场型为主,即主要来自上覆地层的重力。

第四节 储量计算

计算3煤层资源储量,计算公式如下:

Q=10-4×A×M×D

式中: Q为资源储量(万吨),A为斜面积(m2),M为煤层真厚(m),D为容重(t/m3)。

本区共分12个块段,各块段参数代入上式后计算各块段储量如下表:(附储量计算表),后附-380m水平2300采区3煤层底板等高线及资源储量估算图)合计本采区资源量为201万吨。其中基础储量111b为129.3万吨,采区回收率按75%计算,则可采储量111为97万吨,其它煤层损失及断层保护煤柱333为71.7万吨。

表1-5 储量计算表

煤层编号块号基础储量(万吨)采区回收率(%)可采储量(万吨)备 注

3煤层111b-147.27535.4

3煤层111b-219.87514.9

3煤层111b-362.3.7546.7

3煤层333-110

3煤层333-212.4

3煤层333-36.3

3煤层333-44.5

3煤层333-55.8

3煤层333-65.8

3煤层333-79.5

3煤层333-83.4

3煤层333-914

合 计20197

第五节 存在问题与处理意见

1、严格按照2300采区水文地质资料分析结果确定开采顺序,按照由浅部到深部,先简单后复杂的顺序布置工作面。同时不断分析研究采区涌水量、含水层水位变化与煤层开采的关系,在取得简单地段开采经验的基础上,研究探索复杂地段煤层开采的方法及防治水措施。

2、在形成采区主要巷道工程后和工作面回采前,采取井下物探、钻探等综合手段进行水文地质补勘,重点探查断层导水性和三灰富水性。

3、合理布置工作面长度,加快推进速度,实现高产高效。

4、保证矿井形成足够的抗水灾能力。根据水文地质资料提供的涌水量数值,进一步完善矿井、采区及工作面排水系统,保证各级排水设备及其配套设施满足生产需要,工作面尽量沿走向或倾斜上山开采,具备自然泄水条件,并考虑对勘探区进行先隔离、后生产。

5、工作面回采过程中要认真观察顶板及面后采空区见水情况,若有异常及时汇报。

6、采掘工作面过断层及其他异常区前,坚持“预测预报,有疑必探,先探后掘,先治后采”的原则,超前探查水文地质条件,进一步查明断层产状及构造异常区水文地质特征,并根据具体情况采取相应措施,确保采掘安全。

7、合理留设F44、F25、F45、F33等断层防水煤柱。

8、加强水文地质观测,建立并完善矿井水文地质动态观测系统,建立矿井涌水量、含水层水位等历时曲线图,不断分析获得的水文地质资料,掌握其动态变化规律,为采掘生产提供可靠依据。

9、建立封孔不良钻孔等专门的水文地质台账,井巷工程距各类井上下钻孔20m前,打钻对钻孔进行探查,保证采掘生产安全。

10、加强水情排查分析,建立健全水情水害分析排查预报制度。根据矿井年度生产作业计划,及时进行水情水害排查预报,并随作业计划的变动,及时修改补充。要有年预报、季预报、月预报、周分析,逐步建立并完善水情水害排查预报制度。

第二章 采区巷道布置

第一节 巷道布置方案分析

该采区位于F44、F33、F43、F25断层之间,区内F31、F28断层走向进西东,落差20~30m,把本采区逐步上抬分割为三部分。采区南部为F44、F33、F33-1、F31包围块段,采区北部为F44、F25、F45、F28包围块段,采区中部为F44、F28、F45、F31包围块段,区内煤层赋存稳定,走向变化不大,煤岩层倾角在15°~21°之间,开采上限为-285m,开采下限为-460m。

鑫安煤矿-380m水平各大生产系统已经全部完善,目前为止,1300采区剩余可采储量为85万吨,在1300南翼采区,1308采煤工作面已正常推采,剩余储量为7.8万吨,再布置1310、1312两个采煤工作面进行回采,储量约-为为实现采区正常接替,确保矿井三量平衡,充分利用现有生产系统,本着安全可靠、技术先进、经济合理的原则,进行2300采区设计,对于采区巷道布置,我们考虑两个方案进行技术经济比较。

一、采区巷道布置

方案(一)

为减少掘进及回采过程中各生产系统环节,减少岩石准备工程量,加快采区准备速度,将采区轨道巷布置在与-415m辅助水平同标高,在采区南部块段采区轨道巷道位于煤层底板下30m左右,至采区中部块段掘进25°上山过F28断层,进入采区南部块段煤层中;采区皮带巷在-380m胶带暗斜井(-352m标高处)以37°方位、11°下坡在-410m标高处落平(与采区轨道巷同标高),至采区中部块掘进6°上山过F28断层,进入采区北部块段煤层中;在采区南部块段分别在煤层中沿煤层倾向布置运输和轨道上山,担负南部块段的提升、运输、通风等任务。

方案(二)

采区轨道巷在-415m辅助水平以25°下坡落平至-435m标高,采区轨道巷同样在采区南部布置在煤层底板以下30m的标高位置,过F31断层后至采区中部块段沿F31断层下盘掘进后以25°上山过F28断层,进入采区南部块段煤层中;采区皮带巷在-380m胶带暗斜井(-352m标高处)以37°方位、17°下坡在-435m标高处落平(与采区轨道巷同标高),至采区中部块掘进6°上山过F28断层,进入采区北部块段煤层中;在采区南部块段分别在煤层中沿煤层倾向布置运输和轨道上山,担负南部块段的提升、运输、通风等任务。

采区轨道巷均采用半圆拱断面,锚网喷、锚索加强支护。净宽3.2m,净高2.9m,净断面8.18m2。

采区皮带巷均采用半圆拱断面,锚网喷、锚索加强支护。净宽3.2m,净高2.9m,净断面8.18m2。

二、采区车场及硐室

(一)、采区车场

采区上部车场:顺向平车场,斜面线路为单道起坡一次回转方式。

采区中部车场:绕道式甩车场,斜面线路为单道起坡一次回转方式。

采区下部车场:立式单道起坡车场。

采区车场均采用半圆拱断面,锚网喷、锚索加强支护。净宽3.6m,净高3.1m,净断面9.77m2。

(二)、主要硐室

采区变电所:在采区中部布置变电所一个,位于采区轨道巷和采区皮带巷之间,半圆拱断面锚网喷、锚索加强支护,担负采区采、掘、运设备供电。均采用半圆拱断面,锚网喷、锚索加强支护。净宽3.6m,净高3.1m,净断面9.77m2。

采区绞车房:在采区轨道巷上部车场设绞车房一个,半圆拱断面锚网喷、锚索加强支护,担负采区的辅助提升任务。均采用半圆拱断面,锚网喷、锚索加强支护。净宽3.6m,净高3.1m,净断面9.77m2。

采区煤仓:在采区南部、中部块段各设采区煤仓一个,担负采区煤炭贮存任务,均采用锚网喷支护方式。净直径3.5m,净断面10.75m2。

采区水仓:该采区采掘工作面涌水经2300采区轨道巷及2300采区皮带巷流入2300采区水仓。2300采区水仓设计为内、外环形水仓。均采用半圆拱断面,锚网喷、锚索加强支护。净宽2.8m,净高2.8m,净断面6.99m2。

三、区段划分

根据采区内煤层赋存条件及开采技术条件划分为5个区段,

确定采煤工作面长度为90~120m。

四、采煤工作面布置

采煤工作面均采用走向长壁布置方式,采煤工作面上、下顺槽布置在煤层中,均通过轨道、皮带运输联络巷与采区轨道巷、采区皮带巷连接,担负采煤工作面生产中通风、下料、运煤等任务,采用矿用工字钢梯形棚支护。

第二节 巷道布置方案比较确定

一、技术比较

见表2-1(技术比较表)

表2-1 安全技术比较表

序号方 案 一方 案 二

1平巷工程多,施工掘进条件好,安全性高上、下山施工较方案一多,施工难度大,速度慢,安全性差

2采区轨道巷绕过1305采空区掘进时不受水威胁采区轨道巷从1305采空区底部穿过,需做防治水工作

3平巷掘进,工作面的积水便于排泄下山掘进,工作面积水不便于排泄

4首采面运输环节少,设备事故影响小首采面运输环节多,设备事故影响大

5平巷掘进,提升运输环节少,安全性高,安全管理简单下山掘进,提升运输环节多,安全性低,安全管理复杂

6通风环节少,便于管理通风环节复杂,管理困难

表2-2 生产技术比较表

序号方 案 一方 案 二

1平巷掘进,施工难度小下山掘进,施工难度大

2岩石工程量少,采区准备期短岩石工程量大,采区准备期长

3整体工程量少,万吨掘进率为75.9m/万吨,比方案二低整体工程量大,万吨掘进率为84m/万吨

4采区巷道布置与煤层赋存情况相适应,利于探清采区构造情况,利于采面布置采区巷道布置离煤层较远,不利于采面回采及布置

5运输提升设备投入少,时间短运输提升设备投入多,时间长

表2-3 准备工程量表(方案一)

序号巷道名称掘进断面(m2)工程量(m)备注

岩巷煤及半煤岩巷小计

1采区轨道巷9.4988381260

7.10234

2采区皮带巷9.4994121280

7.10275

3采区变电所1130030

4采区车场111400140

5采区绞车房1110010

6采区煤仓11.325025

7采区水仓8.185085

8采区进回风联络巷9.42300230

合计25025593061

表2-4 准备工程量表(方案二)

序号巷道名称掘进断面(m2)工程量(m)备注

岩巷煤及半煤岩巷小计

1采区轨道巷9.41035201315

7.10260

2采区皮带巷9.41147121429

7.10270

3采区变电所1130030

4采区车场111400140

5采区绞车房1120020

6采区煤仓11.325025

7采区水仓8.185085

8采区进回风联络巷9.42850285

合计27675623329

表2-5 采区施工进度及投产时间估算表(方案一)

施工单位工程名称岩性支护方式工程量(m)施工时间时间安排备注

区队12300采区轨道巷岩锚网喷56015个月2011.3~2012.5

2301轨道巷岩锚网喷1203个月2012.6~2012.9

煤/半煤梯形棚1502个月

2301上顺槽煤梯形棚3604个月2012.10~2013.1

2301皮带运输联络巷煤梯形棚1001个月2013.2

2300采区变电所全岩锚网喷300.5个月2013.1

区队22300采区水仓全岩锚网851个月2011.6

2300采区进回联络巷全岩锚网喷301个月2011.12

2300采区皮带巷全岩锚网喷4509个月2012.1~2012.9

2301皮带运输巷全岩锚网喷1504.5个月2012.10~2013.2

采区煤仓全岩锚网喷100.5个月2013.2

2301下顺槽煤梯形棚2702个月2013.3~2013.4

2301切眼煤梯形棚1001个月2013.5

表2-6 采区施工进度及投产时间估算表(方案二)

施工单位工程名称岩性支护方式工程量(m)施工时间时间安排备注

区队12300采区轨道巷岩锚网喷56016个月2011.3~2012.6

2301轨道巷岩锚网喷2507个月

2012.7~2013.1

煤/半煤梯形棚50

2301皮带运输巷煤梯形棚3003个月2013.2~2013.4

2301上顺槽煤梯形棚3604个月2013.5~2013.8

区队22300采区水仓全岩锚网喷851个月2011.5~2011.6

2300采区进回联络巷全岩锚网喷301个月2012.6~2011.7

2300采区皮带巷全岩锚网喷60018个月2011.7~2013.1

2300采区变电所全岩锚网喷301个月2013.1~2013.2

2301皮带运输巷全岩锚网喷1604个月2013.2~2013.6

采区煤仓全岩锚网喷100.5个月2013.6

2301下顺槽煤梯形棚3003个月2013.7~2013.9

2301切眼煤梯形棚1001个月2013.10

二、经济比较

由上述技术比较可知,方案二比方案一采区岩石准备巷道多掘265m,每米概算单价8000元,概算212万元;同时,方案一比方案二准备期短5个月,可提前采出煤炭7万吨,提前创价值七千多万元。

表2-7 生产经营比较表

项目

序号运输提升排水采区巷道维护

工作量(万t/a)运输

距离(m)费用

(万元/a)运输距离(m)费用

(万元/a)排水距离(m)费用

(万元/a)工作量(m)费用

(万元/a)

方案一202885.77981.973000.132203234.49

合计42.362万元/a

方案二204969.9351302.655800.255221437.58

合计50.42万元/a

三、结论

通过以上两个方案的技术经济比较,方案一比方案二巷道及硐室工程量少,施工及生产经营费用低,施工难度小,准备工期短,材料设备投入少,运输环节少,设备事故影响小,易于采区安全生产和技术管理,故设计采用方案一为主导方案。

第三章 采煤方法、采区生产能力及服务年限

第一节 采煤方法

一、采煤方法的确定

本采区3煤层平均厚度5.18m,直接顶厚2~7m左右。结合周边矿井十分成熟的采煤经验及2300采区地质条件,决定在该采区采用走向长壁式采煤方法,全部部垮落法管理顶板。

二、回采工艺

根据2300采区煤层赋存条件及开采技术条件,2300采区采煤工作面采用走向悬移支架炮采放顶煤采煤工艺。

回采工艺包括爆破开帮落煤、联接铺设金属顶网、伸出前探梁、出煤、移支架、剪网放老空顶煤、补放煤口网、清理工作面、移溜等多道工序。

工作面沿底板推采,采高2.2米,循环进尺0.7米,采用MZ-1.2型侧式供水煤电钻打眼,炮眼采用三排五花眼布置,使用煤矿许用二级乳化炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管爆破落煤, FD100D型发爆器引爆,一次引爆距离不超过10米。爆破后及时挂网伸出前探梁配合支护好新冒落的煤顶,采用爆破与人工相结合出开帮煤;运煤采用SGW-420/30型刮板运输机和DSB-40-4型胶带输送机联合运输,出煤后移支架。

金属网采用12号铁丝编织成菱形网片,网孔为55mm×55mm,每片长10m,宽0.8m,铺设时搭接宽度为100mm,搭接部分用长400mm

的16号铁丝对折成双后,每200mm一个联接点重绕3圈用专用工具拧牢,剩余头侧窝在网内,再用钳子将顶网活扣与死扣相拧接,进行加固。剪网放顶煤,在上班次开帮后的那段工作面,先移悬移支架后,顶煤在顶板压力和支架撑力作用下破碎下落,待顶板稳定后采用连剪连放顺序折返部放方式。

三、采面接续安排

(1)、开采顺序

本采区整体开采顺序为前进式开采,即先开采采区南部块段,再开采中部块段,最后开采北部块段;在开采每个独立块段时,分区段进行开采,每个区段划分为一个采煤工作面,先开采上部区段即采用下行式开采顺序;采区内回采工作面均采用后退式开采。

(2)、采面接续

按照开采顺序本采区布置一个生产工作面,同时掘进准备一个工作面,待上一个采煤工作面回采结束前6个月,下一个工作面准备完毕。

第二节 采区生产能力及服务年限

一、工作面生产能力

工作面生产能力按下式计算

Q1=LMTγC

式中:Q1——工作面日生产能力,t/d;

M——采高,5.18m;

L——日推采进尺,0.7m;

T——工作面长度, 取105m;

γ——煤的容重,1.37t/m3;

C——回采率86~93%,取0.86。

Q1=0.7×5.18×105×1.37×0.86=448.58(t)

二、采区生产能力

年工作330日,每日三班作业,每日净提升时间14h。

采区生产能力按下式计算

Q =

式中:Q——采区生产能力,t/a;

k1——采区掘进出煤系数,1.35;

k2——工作面之间出煤影响系数,1;

n——同时生产的采煤工作面个数,1;

采区生产能力Q≈0.2Mt/a。

三、采区服务年限

按公式T=A/Q计算

式中:T——服务年限,a;

A——可采储量,0.97Mt;

Q——生产能力,0.2Mt/a。

采区服务年限为4.85年。

第四章 采区生产系统

第一节 采区通风系统

一、概 况

矿井采用中央并列抽出式通风,副井进风,主井回风,目前总进风量4380m3/min,总回风量4460m3/min。地面通风机房装备BDK65(B)-10- №26轴流式(对旋)风机两台,一用一备,每台配2×160kW防爆电动机,电压6KV,采用变频调速控制装置。担负全矿井通风任务,反风方式为通过风机反转反风 。

本采区采煤工作面及各类硐室采用全负压通风,掘进工作面利用局部通风机压入式通风。

本采区生产过程中,最多布置1个采煤工作面,掘进工作面4个,其中2个岩石掘进工作面,2个全煤掘进工作面,绞车房2个,变电所1个,煤仓2个。

二、风量计算

1、采煤工作面需风量计算

每个采煤工作面实际需要风量,按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。

①按气象条件(根据工作面温度选择适宜的风速)确定需要风量为:

Qcf=60×Scf×Vcf×70%×Kch×Kcl

=60×6.84×1.0×70%×1.2×1.0

=344.8m3/min

式中:

Qcf ——采煤工作面需要风量,m3/min;

Scf ——采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶距有效断面的平均值计算,m2;

Vcf——采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度从表1中选取,m/s;

Kch ——采煤工作面采高调整系数,具体值见表2;

Kcl——采煤工作面长度调整系数,具体值见表3;

70%——有效通风断面系数;

60——为单位换算产生的系数。

表4-1 采煤工作面进风流气温与对应风速

采煤工作面进风流气温(℃)采煤工作面风速(m/s)

<201.0

20~231.0~1.5

23~261.5~1.8

表4-2 kch——回采工作面采高调整系数

采 高<2.02.0~2.5>2.5及放顶煤面

系数(kch)1.01.11.2

表4-3 kcl——采煤工作面长度调整系数

采煤工作面长度(m)长度风量调整系数 kcl

<150.8

15-800.8-0.9

80-1201.0

120-1501.1

150-1801.2

>1801.30-1.40

②按照采煤工作面瓦斯涌出量计算:

Qcf=100×qcg×Kcg=100×0.05×1.4

=7m3/min

Qcg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,m3/min;

Kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。(正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值,取1.4)。

100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。

③按照二氧化碳涌出量计算

Qcf=67×qcc×kcc=67×0.09×1.2=7.236m3/min

式中:

qcc——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m3/min;

kcc——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;

67——按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。

④按照采煤工作面同时作业最多人数计算:

Qcf=4Ncf=4×40=160m3/min

Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数,人;

4——每人需风量,m3/min。

⑤按照采煤工作面一次爆破最大炸药消耗量计算:

Qcf=10A=10×6.75=67.5m3/min

10——每千克二级煤矿许用炸药需风量,m3/min;

A—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,Kg。

按风速进行验算

⑥按风速进行验算:

15S< Qcf <240S (m3/min)

15×S =15×5.48=82.2<344.8<240×S =240×5.48=1315.2

式中:

S——工作面平均断面积,m2

经计算风速能够满足要求,所以最终确定Qcf=360m3/min

2、掘进工作面用风量

本采区炮掘工作面做多布置4个,其中2个岩石掘进工作面,2

个全煤掘进工作面。

①按瓦斯涌出量计算:

Qhf=100×qhg×Khg=100×0.03×1.4

=4.2m3/min

或Qhf=100×qhg×Khg=100×0.02×1.4

=2.8m3/min

式中:

Qhf——单个掘进工作面需要风量,m3/min;

Qhg——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min;

Khg——瓦斯涌出不均衡通风系数。(正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。

100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。

②按照二氧化碳涌出量计算:

Qhf=67×qhc×khc

=67×0.06×1.2=4.8 m3/min

或Qhf=67×qhc×khc

=67×0.03×1.2=2.4 m3/min

式中:

Qhf——单个掘进工作面需要风量,m3/min;

Qhc——掘进工作面绝对二氧化碳涌出量,m3/min;

Khc——二氧化碳涌出不均衡通风系数。(正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值)。

67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。

③按掘进工作面同时作业人数计算:

Qhf=4×N=4×12=48m3/min

④按掘进工作面一次爆破最大炸药消耗量计算

Qhf=10A=10×12.9=129m3/min

根据以上计算,结合我矿局部通风机的实测吸风量,岩石掘进工作面选取1台FBDNO5.6/2×15KW型号的局部通风机进行供风,全煤掘进工作面选取1台FBDNO4.5/2×5.5KW型号的局部通风机进行供风,能够满足要求。

按局部通风机的实际吸风量计算

Qhf=Qaf×I+9×S=260×1+9×8.18=333.62m3/min

或Qhf=Qaf×I+15×S=160×1+15×8.18=282.7m3/min

⑤按最低风速验算: 9×Shd=9×8.18=73.62m3/min

或15×Shd=15×8.18=122.7m3/min

按最高风速验算:240×Shd=240×8.18=1963.2m3/min

经以上风速验算,掘进工作面风速符合9×Shd或15×Shd

所以最终确定Qhf为1300m3/min。

3、硐室风量

绞车房:按规定取60 m3/min

采区变电所:按规定取60 m3/min

Q硐 = 60×2+60=180(m3/min)

4、采区总风量

Q区=(Qcf+Qhf+Q硐)×K通

式中:Qcf——采区内采煤工作面需风量;

Qhf——采区内掘进工作面需风量;

Q硐——采区内硐室需要风量;

K通——采区风量备用系数,取1.15

Q区=(360 +1300+180)×1.15 =2116(m3/min)

三、风速验算:

主要进风巷采区轨道巷断面8.18m2;

主要回风巷采区运输巷断面8.18m2,因按设皮带运输机,取有效断面6.56m2。

V进=采区总风量/进风巷断面=2116/(60×8.18)=4.3(m/s)

V回=采区总风量/回风巷断面=2116 /(60×6.91)= 5.1(m/s)

完全符合《煤矿安全规程》有关规定。

四、主要通风设施

在采区进、回联络巷及采面进回联络巷设置风门,掘进工作面安设局部通风机进行供风。

第二节 采区防尘及注水系统

本采区工作面防尘、注水水源来自经上静压消防水池,容量280m3,经-147m水平井底车场、-380m胶带、轨道暗斜井供至2300采区,在2300采区轨道、皮带巷分别敷设2寸钢管供至采掘工作面,每50m设三通一个。

采煤工作面支架间距15m设置移动喷头1个,在进、回风顺槽距安全出口20、30m各安设2道防尘水幕,各转载点安设转载点喷雾。

掘进工作面6~20m范围内安设爆破喷雾,各转载点安设转载点喷雾,在50m范围内安设一道封闭全断面的常开水幕,在回风口混合风流20m范围内设一道能封闭全断面的常开水幕。

在采区轨道巷、采区皮带巷、采煤工作面进、回风顺槽、全煤和半煤岩掘进巷道、采区煤仓上、下口各安设一组隔爆水棚,每组安设长度不小于20m,水量不小于200L/m3。

采煤工作面煤层注水采用长壁与短壁注水相结合的方式,掘进工作面采用短壁注水方式。长壁超前注水方式为,注水的超前距离为10-20m,终止注水的超前距离为2-4m,选择钻孔直径Ф42mm,上、下顺槽沿煤层倾向注水深度30-40m,间距10-15m,单孔注水时间3-7天,注水流量0.5m3/h左右,吨煤注水量可达0.02-0.025 m3,注水压力为2-4Mpa。短壁注水为在煤壁上打注注水孔,注水孔位置在底板上1.8m处,间距3m,孔深1.5m,采面每推采两个循环进行一次短壁注水,注水至煤壁向外渗水为止。

第三节 采区防灭火系统

2300采区可采煤层为3煤层,煤尘爆炸指数变化在41~48%之间,故各煤层均有煤尘爆炸危险性,3煤层煤的自燃倾向性等级为Ⅱ类自燃,最短自然发火期为61天。

根据《煤矿安全规程》规定,采取相应防止煤层自燃发火的措施及编制防灭火设计。

一、束管监测系统

采用SG-2003型束管监测系统,在地面设有地面分析站、抽气泵站,束管主管路经副井、-147m水平敷设至-380m胶带暗斜井,与束管分路箱连接,然后经2300采区皮带巷通过支管与采面回风顺槽观测站探头连接,连续监测CO、CO2、CH4、O2、N2、C2H2、C3H6、C4H10气体含量。

在采煤工作面、采区回风流中安设一氧化碳传感器和温度传感器,利用两种传感器不间断探测采面和采区回风流中一氧化碳(自然发火标志性气体)的浓度及温度的变化,把探测到的一氧化碳、温度数据通过监控系统、人工分析两种形式,定期(旬、月、季)分析采煤工作面及其采空区、已采区的自燃发火情况。

二、防灭火设计

(1)喷洒气雾阻化剂:采用KMB-36-3型阻化多用泵(1台)、10~20%的氯化镁溶液每个小班向采空区喷洒1次,每次氯化镁用量不少于2袋。喷洒范围为整个采面、上下出口及向外5m。喷洒方式:将喷枪伸入采空区,然后开泵,阻化剂气雾状喷出,并随采空区的风流由溜尾向溜头飘移,气雾降落在浮煤表面形成保护膜起阻燃作用。移架前后喷洒底板和老空侧浮煤,收巷前喷洒两巷。

(2)、工作面上、下隅角沿切顶排吊挂挡风帘减少向采空区漏风。下隅角从刮板输送机机头往外5m延至工作面内不少于20m,上隅角从刮板输送机机尾往外5m延至工作面内不少于20m,挡风帘为风筒布,挡风帘底边距底板不大于200㎜;关门柱处挡风帘吊挂贴近顶板,下边挡到底板。在挡风帘处移架、回柱、放炮或放悬顶时,可将挡风帘摘下,操作完后挂好。

(3)、采面下顺槽(进风巷)安设一台均压风机,调整采面上、下顺槽风压分布情况,从而防止或减少采面下隅角漏风。达到预防采空区遗失煤的自然效果

(4)、根据工作面一氧化碳浓度的递增趋势及顶板冒落情况对采面上、下隅角注罗克休进行封闭采空区,以达到隔绝氧气的效果。

(5)、根据实际情况加快采面的推进度及加大煤炭回收力度。

(6)、采煤工作面回采结束后,45日内必须在上下顺槽联络巷构筑永久密闭,隔断采空区进回风通道,控制采空区发火。

(7)、充分利用监测监控系统进行监测和预报工作等方式防治煤层自然发火。

第三节 提升运输系统

一、 提升运输方式

煤炭运输:采煤工作面煤炭通过采面下顺槽(运输巷)、采区煤仓、采区皮带巷运至-380m胶带暗斜井大倾角胶带运输机,经大倾角胶带运输机运至井底煤仓,最后通过箕斗运至地面皮带。

辅助运输:空重车通过2300采区轨道巷与-415m车场联系,然后再提至-380m水平井底车场形成排矸运料系统。

二、设备选型

(一)、皮带设计选型

⑴已知条件

1、原煤密度: γ=1.38 t/ m3

2、长 度: L=1180m

3、带 宽: B=800 mm

4、小时运量: Q=140t/h

5、皮带速度: v=1.36 m/s

7、整个水平运输: 使用STJS1000型大倾角皮带

8、堆 积 角: ρ=20°

9、工作环境: 潮湿、有水煤现象;

(2)、2300采区皮带巷设备选型设计计算:

1、2300采区第一部胶带输送机选型计算:

已知,皮带机长400m,倾角为11°,采取上运方式,给煤量按140 (t/h)计算。设备选型计算如下:

①胶带的输送能力:

(t/h)

②胶带速度:

(初定胶带宽度B=0.8m)

选标准速度V=2m/s

K – 货载断面系数,取236。

C - 倾角系数,取0.8。

γ—货载的散集密度, 取0.85.

③验算胶带宽度

满足要求。

④单位长度胶带上货载质量

⑤单位长度胶带质量:取qd=12.23kg/m

⑥单位长度托辊质量:

上托辊:

下托辊:

Gg – 重段托辊转动部分质量,取11 kg。

– 空段托辊转动部分质量,取11 kg。

- 重段托辊间距。取1.5 m

-空段托辊间距。取3.0 m

⑦张力计算

取重段阻力系数w=0.04,取空段阻力系数w´=0.035。

重段阻力:

空段阻力:

各张力点列图如下:

表4-4 各张力点计算表:

各点标号计算公式用S1表示各点张力结果 N

1S1S12142

2S2=S1+WkS2=S1+19084050

3S3=1.06S2S3=1.06S1+20224293

4S4=S3+WzhS4=1.06S1+73679638

5S5=1.06S4S5=1.124S1+780910216

6S6=1.06S410829

式1

式2

值 — 取 5.34。

二式联立,

由表可知最大张力点在S6点

⑧ 按m=11的安全系数求所需钢丝芯胶带的纵向拉伸强度

选用纵向拉伸强度为800N/mm的PVC整编芯阻燃胶带

⑨验算摩擦力备用系数

合适。

⑩主动滚筒圆周牵引力

⑾电动机功率

配备22KW电动机2台。

2、2300采区第二部胶带输送机选型计算

已知,皮带机长350m,倾角为0°,采取水平运输方式,给煤量按140 (t/h)计算。设备选型计算如下:

①胶带的输送能力:

(t/h)

②胶带速度:

(初定胶带宽度B=0.8m)

选标准速度V=2m/s

K – 货载断面系数,取236。

C - 倾角系数,取0.8。

γ—货载的散集密度, 取0.85.

③验算胶带宽度

满足要求。

④单位长度胶带上货载质量

⑤单位长度胶带质量:取qd=12.23kg/m

⑥单位长度托辊质量:

上托辊:

下托辊:

Gg – 重段托辊转动部分质量,取11 kg。

– 空段托辊转动部分质量,取11 kg。

- 重段托辊间距。取1.5 m

-空段托辊间距。取3.0 m

⑦张力计算

取重段阻力系数w=0.04,取空段阻力系数w´=0.035。

重段阻力:

空段阻力:

各张力点列图如下:

表4-5 各张力点计算表:

各点标号计算公式用S1表示各点张力结果 N

1S1S12142

2S2=S1+WkS2=S1+19094051

3S3=1.06S2S3=1.06S1+30244294

4S4=S3+WzhS4=1.06S1+73699639

5S5=1.06S4S5=1.124S1+781010218

6S6=1.06S410830

式1

式2

值 — 取 5.34。

二式联立,

由表可知最大张力点在S6点

⑧按m=11的安全系数求所需钢丝芯胶带的纵向拉伸强度

选用纵向拉伸强度为800N/mm的PVC整编芯阻燃胶带

⑨验算摩擦力备用系数

合适。

⑩主动滚筒圆周牵引力

⑾电动机功率

配备55KW电动机2台。

3、2300采区第三部胶带输送机选型计算

已知,皮带机长250m,倾角为0°,采取水平运输方式,給煤量按140 (t/h)计算。设备选型计算如下:

①胶带的输送能力:

(t/h)

②胶带速度:

(初定胶带宽度B=0.8m)

选标准速度V=2m/s

K – 货载断面系数,取236。

C - 倾角系数,取0.8。

γ—货载的散集密度, 取0.85.

③验算胶带宽度

满足要求。

④单位长度胶带上货载质量

⑤单位长度胶带质量:取qd=12.23kg/m

⑥单位长度托辊质量:

上托辊:

下托辊:

Gg – 重段托辊转动部分质量,取11 kg。

– 空段托辊转动部分质量,取11 kg。

- 重段托辊间距。取1.5 m

-空段托辊间距。取3.0 m

⑦张力计算

取重段阻力系数w=0.04,取空段阻力系数w´=0.035。

重段阻力:

空段阻力:

各张力点列图如下:

表4-6 各张力点计算表

各点标号计算公式用S1表示各点张力结果 N

1S1S11530

2S2=S1+WkS2=S1+13632893

3S3=1.06S2S3=1.06S1+14443067

4S4=S3+WzhS4=1.06S1+52626885

5S5=1.06S4S5=1.124S1+55787298

6S6=1.06S47736

式1

式2

值 — 取 5.34。

二式联立,

由表可知最大张力点在S6点

⑧ 按m=11的安全系数求所需钢丝芯胶带的纵向拉伸强度

选用纵向拉伸强度为800N/mm的PVC整编芯阻燃胶带

⑨验算摩擦力备用系数

合适。

⑩主动滚筒圆周牵引力

(11)电动机功率

配备40KW电动机1台。

4、2300采区第四部胶带输送机选型计算

已知,皮带机长180m,倾角为-6°,采取下运输方式,給煤量按140 (t/h)计算。设备选型计算如下:

①胶带的输送能力:

(t/h)

②胶带速度:

(初定胶带宽度B=0.8m)

选标准速度V=2m/s

K – 货载断面系数,取236。

C - 倾角系数,取0.8。

γ—货载的散集密度, 取0.85.

③验算胶带宽度

满足要求。

④单位长度胶带上货载质量

⑤单位长度胶带质量:取qd=12.23kg/m

⑥单位长度托辊质量:

上托辊:

下托辊:

Gg – 重段托辊转动部分质量,取11 kg。

– 空段托辊转动部分质量,取11 kg。

- 重段托辊间距。取1.5 m

-空段托辊间距。取3.0 m

⑦张力计算

取重段阻力系数w=0.04,取空段阻力系数w´=0.035。

重段阻力:

空段阻力:

各张力点列图如下:

表4-7 各张力点计算表

各点标号计算公式用S1表示各点张力结果 N

1S1S11102

2S2=S1+WkS2=S1+9812083

3S3=1.06S2S3=1.06S1+10402208

4S4=S3+WzhS4=1.06S1+37894957

5S5=1.06S4S5=1.124S1+40165254

6S6=1.06S45570

式1

式2

值 — 取 5.34。

二式联立,

由表可知最大张力点在S6点

⑧ 按m=11的安全系数求所需钢丝芯胶带的纵向拉伸强度

选用纵向拉伸强度为800N/mm的PVC整编芯阻燃胶带

⑨验算摩擦力备用系数

合适。

⑩主动滚筒圆周牵引力

(11)电动机功率

配备30KW电动机1台。

(二)、绞车设计计算

(1)、 设计依据

1、采区生产能力:20万吨/年,矸石率10%;

2、采区工作制度:330天/年,14小时/天;

3、斜长: 80m;

4、巷道倾角 : 25°

5、提升方式: 单钩甩车场串车提升,

6、矿车型号 : MG1.1-6B自重610kg ,

(2)、 选型计算

串车组选用两辆矸石车。

1、验算矿车连接器强度

n(q+qc)(sinα+fcosα)=2102.5kgf(21KN)<6000kgf,满足要求

式中:n—矿车数量, n=2辆;

q—矿车载重,q=1800kg;

qc—矿车自重,qc=610 kg;

α—巷道倾角,α=25°

f—矿车阻力系数,取f=0.015;

2、选择钢丝绳

钢丝绳终端荷重

提物:Qd=n(q+qc) (sinα+f·cosα)=21KN

钢丝绳悬垂长度:Lc=80m

钢丝绳单位长度重量:

提矸:0.89kg/m

式中:σB—钢丝绳公称抗拉强度,取σB=16700kg/cm2

m—钢丝绳安全系数,取m=6.5

f1—钢丝绳摩擦阻力系数,取f1=0. 35

选择使用6×7-18.5交右型型钢丝绳,下山长度为80米,斜巷倾角为250,钢丝绳技术参数如下:

钢丝绳直径: d=18.5mm;

钢丝绳抗拉强度: σB=167kg/mm2

钢丝绳每米重: P =1.358kg/m

钢丝绳破断拉力总和: Qq=231kN;

校验钢丝绳安全系数:

提矸:ma′=>6.5,满足要求

3、选择绞车

计算作用在滚筒上的最大静张力

Fj′= n(q+qc) (sinα+f·cosα)+PLc(sinα+f1·cosα)

=2377.2㎏

=24kN

选用JD-40型绞车,其技术参数如下:

滚筒直径: D=620mm

滚筒宽度: B=580mm

最大静张力: Fj=30KN(满足要求)

容绳量: 400m

电动机型号:YBJ-40,40kw,1470rpm,660V

平均速度: v=1.31m/s

减速比: i=42.24

4、校核电动机功率

<40(kW)

满足要求。

第三节 采区供电系统

一、 供电电源

矿井新增采区后,正常生产时计算负荷为3906.9kW,灾害涌水时计算负荷为4106.9kW,(详见第二节),本矿井配电所一回路35kV电源引自城西降压站,线路长度9km,导线型号为LGJ-95。二回路35KV电源引自东疏变电所,线路长度4km,导线型号为LGJ-95。电源线路一回工作,一回备用。电源线路校验如下(按抗灾时的负荷校验):

1、负荷电流:I=

2、按经济电流密度选择导线截面

正常运行时,两回35KV线路一回工作,一回带电备用,工作回路担负的负荷为:I=71.3

最大负荷利用是小时数取3000~5000小时/年,则架空钢芯铝线的经济电流密度为1.15。故导线经济截面:

S=71.3/1.15=62

确定导线截面为95mm2。

3、按电压损失效验导线截面:

城西变110KV变电站线路长为9KM,线路担负全部负荷。

查表知35KV架空线电压损失百分数为:3%~6%。

LGJ—95型导线:x0=0.41Ω/km,R0=0.315Ω/km, =0.95,=0.328

ΔU%={(R0+ x0×tgφ)/10U2}×P×L

={(0.315+0.41×0.328)/10×352}×3906×9

=1.29%<6%满足要求

按载流量效验导线截面

每回线路可担负全部负荷

LGJ-95载流量为320A。满足要求

综上所述,输电线路均选LGJ-95。

二、电力负荷表 表4-8

一矿井现有负荷

设备安装总容量:10348.8kW

设备工作总容量:6896.6kW

有功功率:3448.3kW同时系数0.5

无功功率:1131.0kvar电容1800千乏

视在功率:3629kVA

功率因数:(补偿后)0.95电容1800千乏

二矿井新增采区后负荷

1矿井新增负荷

设备安装总容量:984.6kW

设备工作总容量:925.6kW

有功功率:492.7kW

无功功率:576kvar

视在功率:758kVA

2矿井新增采区后全矿负荷

设备安装总容量:11295.4kW

设备工作总容量:7784.2kW

有功功率:3906.9kW

无功功率:1281.4kvar电容1800千乏

视在功率:4111.6kVA

功率因数:(补偿后)0.95电容1800千乏

3矿井新增采区后灾害负荷

按-380水平涌水,停产抗灾,地面限负荷1000kW

有功功率:4106.9kW

无功功率:1347kvar

视在功率:4322.1kVA

功率因数:0.95

4矿井新增采区后-380变电所抗灾负荷

按-380水平涌水,停产抗灾

有功功率:2235.5kW

无功功率:733kvar

视在功率:2352.6kVA

5矿井新增采区后-380变电所正常负荷

二个采煤面及掘进巷道同时生产

有功功率:1468kW同时系数0.9

无功功率:1498.8kvar功率因数0.7

视在功率:2097kVA

三、 井下供电

本矿井现有4条下井电缆,供至井下-147m和-380m水平2个中央变电所。详见现有供电系统示意图。

矿井新增采区后,正常生产时,-380m水平有功功率为1468kW,视在功率2097kVA。抗灾时,-380m水平有功功率为2235.5kW,视在功率2352.6kVA;详见负荷统计表。

1、根据《煤矿安全规程》规定和现场实际情况,对原有下井电缆进行验算。以MYJV42—6/10kV 3×185mm2型电缆为准,电缆长度840m,长时允许载流量438A,按抗灾负荷计算。

负荷电流计算:

215A <438A,满足要求。

按允许电压损失校验:

负荷Pca=2235.5W,电缆长度840米,截面185mm²(铜芯),查表得RO=0.116Ω/Km XO=0.06Ω/Km cosΦ取0.95 tgΦ=0.328

V1%=%=%

=0.7<7%符合要求

2、采区变电所

2300采区变电所电源引自-380m水平中央变电所,分两段用MCPTJ-6/10-3×35mm2电缆1100米两根,接至采区变电所两段进线开关。设BGP9L-6G型高压防爆配电箱7台,KBSG-630/ 6/0.69kV变压器2台,BKD20型低压馈电开关12台,供采煤工作面、掘进工作面等设备用电。

⑴ 变压器、电缆的选择与校验

按1个采煤工作面、四个掘进工作面的统计负荷492.7kW计算,

视在功率 758 kVA,详见负荷统计表。

负荷电流 IN=S/ UN=758/ ( ×6)=72.9A

变压器容量验算

630×2=1260 kVA>758 kVA  满足要求。

⑵ 按安全载流量验算电缆截面

选择MCPTJ - 6/10-3×35mm2电缆,电缆允许载流量为164A。

164A>72.9A 满足要求。

3、井下固定照明及接地方式及电网安全

井下采区变电所、排水泵房、车场、绞车房、皮带机头峒室、配电点等均设照明灯具,照明电源电压127V,照明灯具选用矿用隔爆荧光灯和矿用隔爆白炽灯。

各变电所、配电点设局部接地极,局部接地极与主接地极、铠装电缆金属护套及橡套电缆接地芯线相连组成完整的接地网,接地网上任一保护接地点测得的接地电阻值不得超过2Ω。

第六节 排水系统

根据该采区设计方案,工作面的涌水经采区轨道斜巷、流至2300m采区水仓(-415m水平),由-415m水平采区水仓的水泵排至-380水平中央泵房水仓,现就-415m水平采区水仓的水泵进行选型设计。

1、设计依据

水泵安装标高:-415m

排水终点标高:-380m

工作面正常涌水量: 6 m³/h;

工作面最大涌水量:11 m³/h;

管 路 长: 120 m

水仓总容量: 493m³

水容量:1050 kg/ m³

2、水仓容量的验算

根据《煤矿安全规程》第280条规定:采区水仓的有效容量应能容纳4h的正常涌水量。

水仓总容量满足《规程》要求.

3、水泵扬程的计算:

式中:Hp — 排水高度:(-380)-(-415)=35m。

—管道效率,取0.9。

4、管路的确定

(1)管径的计算:

排水管直径:

Vp为经济流量,取VP=2.2m/s。

排水管选用无缝钢管,壁厚4.5mm,外径108mm,内径99mm。

5、排水管阻力损失的计算

(1)排水管内流速:

由dp=99mm,查表: 排水管沿程阻力系数 λP=0.0380

而总的阻力系数:

式中:ε闸 — 闸阀阻力系数,取0.1

ε逆 — 逆止阀阻力系数,取6.5

ε90°— 90°弯头阻力系数,取0.4,共2个90°弯头,上下各一个.

沿程阻力损失:

6、水泵所需总扬程

水泵所需总扬程

根据以上计算,终选效率和扬程较高的BQS60/60-22型矿用排污潜水泵2台,其中一台备用,该水泵额定流量Q=60 m³/h,。总扬程HK=60m,最高效率ŋmax=0.76,配套电机功率22KW

所选潜水泵扬程(60米),大于水泵所需总扬程(57米),所选潜水泵扬程满足要求。

所选潜水泵额定流量(60 m³/h),大于正常涌水量(6m³/h)和最大涌水量(11m³/h),正常和最大涌水时均使用一台泵.所选潜水泵满足要求。

第七节 采区压风系统

一、地面压风设备

地面压风设备采用SA60A型压缩机一台,分别供给井下风动工具及主井井口、井底气动设备和机修厂、煤仓用风。主要技术参数为:

SA60A型:排气量10m3/min,排气压力0.85MPa,电动机功率60kW;

冷却系统的冷却水泵为IS80-50-250型三台。压风机电源由地面35kV变电所直接引入。

压风管路:地面、井筒主干管选用Φ108×6焊接钢管,井下干管选用Φ108×6和Φ50×4焊接钢管。地面压风主管路与井下压风主管路连通(详见压风系统图)。

另外,鑫安煤矿原来在井下-340m水平安装了四台MLGF-21/85型空气压缩机(容积流量:21M3/min ,排气压力: 0.85Mpa),主要为井下巷道掘进开拓及暗斜井上下车场维修等服务。

(二)2300采区供风量计算

2300采区初步确定4个掘进工作面,按每个工作面两部凿岩机,一部砼喷浆机,一部单体锚杆机等设备配备。

表4-9 风动机械用风统计表

风动设备名称单位耗风量

m3/(min·台)设备数量

(台)用风量

m3/min用风地点备注

喷浆机7~84掘进工作面

凿岩机38掘进工作面

锚杆机3~3.44掘进工作面

风煤钻2.04采煤工作面

其它设备

风镐(不计)

1、压缩机站的必须供气量

m3/min

α1—因L>2000m,取q1=1.2(漏气系数)

α2—风动机械因磨损,耗气量增加的系数

取q2=1.15

r—海拔高度修正系数, 取r=1.0

mi—同型号风动机械在一个班内使用的台数

qi—风动机械的额定耗气量

ki—同型号风动机械同时使用系数, 取ki=0.5

(1)取所有喷浆机的耗气量

按年产20万吨,按1台计算(不乘同时使用系数)

(2)取所有凿岩机的耗气量

(3)取所有锚杆机的耗气量

(4)取风煤钻的耗气量

(4)压缩机站的总供风量

由以上计算得知,共需MLGF-21/85压风机3台,其中1台备用,

井下压风机房现安装MLGF-21/85压风机四台,满足要求。

单台MLGF-21/85压风机技术特征如下。

容积流量: 21M3/min

排气压力: 0.85Mpa

电机功率: 132KW

第八节 安全监控系统

在2300采区变电所安设KJ76N-F监控分站,该采区最多布置四个掘进工作面、一个采煤工作面。

掘进工作面必须安设甲烷-温度传感器、一氧化碳传感器(煤巷掘进工作面)、设备开停传感器、甲烷断电仪;采煤工作面必须安设甲烷-温度传感器、一氧化碳传感器、甲烷断电仪。

风速传感器、温度传感器安设在采区回风巷、采煤工作面回风巷测风站内;馈电传感器安设在采区变电所内或采掘工作面配电点附近。

掘进工作面甲烷-温度传感器一台安设在距迎头不大于5m范围内,另一台安设在工作面回风口10~15m范围内。

采煤工作面甲烷-温度传感器一台安设在该工作面回风巷内距采面5-10m范围内,一台安设在该工作面下隅角(下隅角并悬挂便携式甲烷报警仪),第三台安设在距工作面回风口10-15m范围内。

第九节 通讯系统

本采区在变电所、绞车房、采区皮带机头、车场、采煤面配电点、掘进头设防爆电话11部,选用HUYVR10X(2X0.5)型矿用阻然通讯电缆连接至-380m水平电话接线箱。

第五章 安全技术措施

第一节 预防水灾措施

1、严格按照勘探区水文地质资料分析结果确定开采顺序,按照由浅部到深部,先简单后复杂的顺序布置工作面。同时不断分析研究矿井涌水量、含水层水位变化与煤层开采的关系,在取得简单地段开采经验的基础上,研究探索复杂地段煤层开采的方法及防治水措施。

2、在形成采区主要巷道工程后和工作面回采前,建议采取井下物探、钻探、放水试验等综合手段进行水文地质补勘,重点探查断层导水性和奥灰顶部富水性,具体进行安全评价,必要时采取注浆加固、疏水降压等措施。

3、根据《煤矿安全规程》规定,-380m水平泵房排水能力能满足抗灾要求,能保证矿井形成足够的抗水灾能力。

4、采掘工作面过断层及其他异常区前,坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则,超前探查水文地质条件,查明断层产状及构造异常区水文地质特征,并根据具体情况采取相应措施,确保采掘安全。

5、合理留设F44等断层防水煤柱,要根据奥灰动态水位变化经计算留足煤柱,掘进回采时严格按照设计留足断层防水煤柱。

6、根据本采区煤层赋存条件和构造分布,相邻采区边界均以较大断层为界,各断层已留设煤柱,所以不再留设采区边界防水煤柱。

7、加强水文地质观测,建立完善矿井水文地质动态观测系统,建立矿井涌水量、含水层水位等历时曲线图,不断分析获得的水文地质资料,掌握其动态变化规律,为采掘生产提供可靠依据。

8、建立封孔不良钻孔等专门的水文地质台账,井巷工程距钻孔20m前,采取“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则,打钻对钻孔进行探查,保证采掘生产安全。

9、采掘工作必须执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则,根据本矿井的具体条件,遇到下列情况之一时,必须探水:

(1)、接近水淹区或情况不明井巷、老空时;

(2)、接近含水层、导水断层时,或通过它们之前;

(3)、打开隔离煤柱放水前;

(4)、接近有水或稀泥的灌浆区时;

(5)、接近未封闭又可能突水的钻孔时;

(6)、接近水文复杂地段又情况不明时;

(7)、采、掘工程接近其它可能突水段时。

探放水时严格执行探放水措施。

9、加强水情排查分析,建立健全水情水害分析排查预报制度。根据矿井年度生产作业计划,及时进行水情水害排查预报,并随作业计划的变动,及时修改补充。要有年预报、季预报、月预报、周分析,逐步建立并完善水情水害排查预报制度。

10、矿井已开采区域和相似条件的相邻矿井积累了可供借鉴的试验数据和开采资料,为2300采区的试采提供了部分依据。

11、加强对水文地质资料观测及分析研究工作,合理运用理论分析结果指导生产实际。

12、工作面掘进及回采过程中要保持施工地点至2300采区水仓及-380m水平水仓泄水线路畅通,-380m水平排水系统正常运转。

13、工作面回采过程中要认真观察顶板及面后采空区见水情况,若有异常及时汇报。

14、工作面推采过程中要认真观察地面河流、积水坑及水井的水位变化情况,若有异常及时汇报。

第二节 预防火灾措施

(1)、巷道布置充分考虑防灭火要求,采区边界与总回风道距离必须留足,第一区段上顺槽不得缩小煤柱尺寸。

(2)、采用喷洒阻化剂,均压通风,在采面上、下隅角沿切顶排吊挂挡风帘,采面上、下隅角注罗克休进行封闭采空区,根据实际情况加快采面推进度,充分利用KJ76安全监控系统和SG-2003束管监测系统进行监测和预报工作等方式防治煤层自然发火。

(3)、工作面形成系统后,必须及时安排回采,回采工作尽量加快速度。采煤工作面必须采用后退式开采,并根据采区采取防火措施后的煤层自燃发火期,确定采区开采期限。回采过程中不得任意留设设计外煤柱和顶煤。采煤工作面采到停采线时,必须采取措施使顶板冒落严实。回采期间,不得随意留顶底煤,严格浮煤清扫制度。

(4)、在掘进巷道时,对巷道出现的冒顶区必须及时进行防火处理,并定期进行检查。

(5)、定期进行有害气体检查,对工作面回风道、采区回风道、总回风道进行气体预报工作,以便及时发现发火隐患。

(6)、工作面回采前,要建造注浆系统,且保证系统和线路正常运转。

(7)、回采完的贯眼和联络巷及时封闭,留设检查孔和注浆孔。采面回采结束后,必须尽快砌筑永久性密闭,最迟不得超过1.5个月,并进行采后注浆,经常性对采空区进行防火注浆,防患于未然。

(8)井下机电硐室、井底车场、爆破材料库、井下消防材料列车库及附近的巷道中,要设防火阀门和防灭火器材。

(9)必须保证主要通风设施处于正常使用状态,保证发生事故时能迅速有效地进行反风。

(10)井筒各水平的连接处及井底车场、主要机电硐室必须用不燃性材料支护。在井下和井口房严禁采用可燃材料搭设临时操作休息间。

(11)所有下井工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法,并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。消防材料列车库内存放的材料、工具的品种和数量,备有明细卡片,指令人员定期检查更换。

(12)坚持矿工井下安全防火教育,加强井下电气设备的维护管理,以免发生火灾。

(13)井下必须设置消防洒水系统。

(14)配备红外线火源探测器,经常测定可能发火地点的风量和温度,定期检查废弃巷道的密闭情况,分析掌握自然发火动态。

(15)井下变电硐室、主排水泵房硐室、火药库通道均设置防火栅栏两用门。

(16)井下胶带运输系统配备烟雾、温度等连续监测报警保护装置,当火灾发生时能自动报警并自动灭火。井下移动变电站、机电硐室及检修硐室均设置泡沫灭火器、干粉灭火器和沙箱等。

(17)电气事故引发的火灾防治措施及装备

1)井下机电设备硐室防火措施

①井下机电硐室要设置防灭火器材。

②主要机电硐室必须用不燃性材料支护。

③井下主变电所硐室、井下主排水泵房、火药库通道均设置防火栅栏两用门。

(18)下井电缆及井下电气设备的防火措施

本矿井设-147m水平变电所和-380m水平变电所、-600m水平变电所各一座,均为两回线路供电。在-380m井底车场附近设水平变电所,变电所6kV母线为单母线分段接线系统,Ⅰ段进线引自地面变电所Ⅰ段负荷开关613开关,电缆选用MYJV42-3×185高压电缆,电缆长度1300米。Ⅱ段进线引自地面变电所Ⅱ段负荷开关612开关,电缆选用MYJV42-3×185高压电缆,电缆长度1300米。高压防爆开关具有欠压保护、短路保护、过负荷保护、选择性漏电保护、过电压保护。主要担负主排水泵、暗斜井胶带输送机、暗斜井绞车、-380m井底车场所有低压负荷供电、采掘工作面全部负荷及采区照明负荷用电。

为确保安全,减少瓦斯、煤尘引起火灾事故发生,井下各电压等级均采用中性点对地绝缘系统,并配有高压绝缘监视、漏电保护。

为保证人身安全,所有电气设备的金属外壳、室内外配电装置的金属构架钢筋,以及靠近带电部分的金属围拦和金属门、电力电缆接线盒和终端盒、电缆金属外皮及穿线钢管、电力架空线路杆塔等均应接地。

(19)全矿井上下所有变电所均备有灭火设备。

为防止地面雷电波及井下引起瓦斯、煤尘及火灾,采取以下措施:

引入井下的供电线路,均埋地敷设,并在入井处装设避雷器,其接地电阻不大于5Ω。

②由地面直接入井的管路,必须在井口附近将金属体进行不少于两处的可靠接地,接地电阻不大于5Ω,两接地极的距离应大于20m。

③通讯线路必须在入井处装设熔断器和避雷器,接地极的电阻不大于1Ω。

(20)井下电器设备的各种保护

井下高压电动机、移动变电站、动力变压器的高压侧设有短路、过负荷和无压释放保护。井下由采区变电所、移动变电站或配电点引出的馈线上,装设有短路、过负荷和漏电保护装置。低压电动机具备短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护与远方控制装置。

井下变电所高压馈电线设有选择性漏电保护装置。煤电钻设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相与远方控制综合保护装置。

(21)井下电气设备的检查、维护、修理和调整

根据《煤矿安全规程》(2010)第445条规定井下不得带电检修、搬迁电气设备、包括电缆和电线。

(22)胶带输送机着火的防治措施及装备

为了能使带式输送机安全运行,带式输送机的设计选型中选用了ST1600型钢绳芯阻燃型胶带(胶带强度为1600N/mm),以防止胶带着火。此外,带式输送机托辊的非金属材料零部件和包胶滚筒的胶料的阻燃性和抗静电性合有关规定。同时,还装设了驱动滚筒防滑保护、堆煤保护和防跑偏装置;温度保护、烟雾保护和自动洒水装置等。机头、机尾备有灭火器具,机头设有工业电视,可实时地进行监测监控,不间断地显示。

第三节 预防瓦斯事故措施

一、防治瓦斯

(1)、本采区通风线路较长,风阻大,必须建立合理的通风系统,通风设施保持齐全、完好,管理制度健全,采空区及时封闭,杜绝盲巷。

(2)、按照《煤矿安全规程》第149条规定,建立瓦斯,二氧化碳和其他有害气体检查制度,瓦斯检查员必须执行瓦斯巡回检查制度,请示报告制度,并认真瓦斯检查班报。每次检查结果,都必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上,并通知现场的工作人员,各班队长必须认真履行瓦斯检查员手册签字制度,及时掌握工作面CH4浓度的变化情况,瓦斯超过《煤矿安全规程》规定时,要立即令现场人员停止工作,并撤到安全地点。

(3)、班组长、爆破工、瓦检员等下井必须携带便携式甲烷检测仪或便携式光学瓦检仪,KJ76N安全监控设备在采掘工作面要求设置齐全、符合规程规定,按照规程规定定期对监控设备进行调试、校正,保证监控设备灵敏、可靠,严禁人为破坏,必须每天检查监控设备及电缆是否正常,保证其能够正常使用。

(4)、坚持一炮三检制度,装药前,放炮前,放炮后由放炮员使用便携式瓦检仪三次检查瓦斯,爆破地点附近风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理;电动机和开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止运转,撤出人员,切断电源,进行处理;在掘进工作面,体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2%时,附近20m内,必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理。

二、通风管理

(1)、在回采工作面确保工作面的风量、风速满足要求,因巷道冒顶或其他原因达不到上述要求的,应立即进行整改,整改完毕后再恢复生产;确保工作区域内空气成分满足要求,正常情况下氧气不低于20%,二氧化碳不高于0.5%,其他气体浓度符合规程规定。

(2)、在掘进工作面局部通风机必须由指定人员负责管理,保证局部通风机正常运转。

风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直,无脱节、无破口,矿车不得磨擦挤压风筒,风筒口距迎头距离岩巷不大于10m,煤巷不大于6m,以保证迎头有足够的风量,漏风率不超过3%。

风筒吊挂在非行人侧,吊挂平直、高度一致、外表清洁,要求编号齐全、逢环必挂,风筒无破口、漏风现象,接头严格按照质量标准要求进行反压边,拐弯时使用万向弯头,风筒内严禁沉积煤(岩)、水或其他物体。

管理好为本工作面调风的风门、风窗、防尘帘等设施,不准随意同时打开风门和挪动风窗位置,并保护好瓦斯牌板。

局部通风机要长时运转,无论工作、不工作或交接班都不得停止运转,局部通风机不开时 ,要把人员撤至进风巷内,并在巷道门口位置设置 “严禁人员入内”的警戒牌,迎头禁止爆破。自动停电时要撤出人员,待查明原因,确认安全后再启动。

使用局部通风机的掘进工作面 ,不得停风;因检修、停电等原因停风时,必须撤出人员、切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯,只有在局扇及开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机。

正常工作的局部通风机和备用局部通风机安设位置距回风口距离均应大于10m,正常工作的局部通风机和备用通风机距离相距6-8m。

正常工作的局部通风机和备用局部通风机的风筒及交叉风筒规格应一致均为Φ600mm,切换片灵敏可靠,能够保证工作风机运行时,倒风切换片将另一台风机的风筒关闭;从而达到自动倒风换流的目的。

局部通风机因故停止运转,在恢复通风前,必须首先检查瓦斯,只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高CO2浓度不超过1.5%,且符合《煤矿安全规程》开启局部通风机的条件时,方可人工开启局部通风机,恢复正常通风。

机电维护每天中班进行一次正常工作局部通风机与备用局部通风机自动切换试验,每十天进行一次甲烷风电闭锁试验,并认真填写局部通风机自动切换试验记录和甲烷风电闭锁试验记录。

每班兼职局扇司机和瓦检员,应认真填写有关牌板,发现问题及时汇报处理。

瓦斯自动检测报警断电装置要建立使用维护管理制度,定期进行调试校核,具体工作由监控室负责。

三、安全监测系统

在2300采区变电所安设KJ76N-F监控分站,该采区最多布置四个掘进工作面、一个采煤工作面。

掘进工作面必须安设甲烷-温度传感器、一氧化碳传感器(煤巷掘进工作面)、设备开停传感器、甲烷断电仪;采煤工作面必须安设甲烷-温度传感器、一氧化碳传感器、甲烷断电仪。

风速传感器、温度传感器安设在采区回风巷、采煤工作面回风巷测风站内;馈电传感器安设在采区变电所内或采掘工作面配电点附近。

掘进工作面甲烷-温度传感器安设在距迎头不大于5m范围内,垂直悬挂,距顶板(棚梁)约300mm,距巷邦不得小于200mm,报警浓度≥0.8%;断电浓度≥1.0%;复电浓度<0.8%;在工作面回风口10~15m范围内设一台,报警浓度≥0.8%;断电浓度≥1.0%;复电浓度<0.8%。放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁放炮,撤出人员,进行处理。

采煤工作面甲烷-温度传感器一台安设在该工作面回风巷内距采面5-10m范围内,垂直悬挂,距顶板(棚梁)约300mm,距巷帮不得小于200mm;一台安设在该工作面下隅角(下隅角并悬挂便携式甲烷报警仪),第三台安设在距工作面回风口10-15m范围内,报警浓度≥0.8%;断电浓度≥1.0%;复电浓度<0.8%;甲烷断电仪的主机接在运输设备总馈电上,电源取自馈电的电源侧,当瓦斯浓度达到0.8%时,必须能够自动将工作面及回风巷范围内的所有电器设备全部断电。工作面此时必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止运转,撤出人员,切断电源,制定措施,进行处理。放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁放炮。一氧化碳传感器安设在距回风巷口10-15m范围内,垂直悬挂,距顶板(棚梁)约300mm,距巷帮不得小于200mm。

安全监测系统必须使用专用阻燃电缆作为信号线,安装、拆移信号线、各类传感器,必须由使用单位提出书面申请,经通风技术部门批准后,通知生产、机电、通修、话务方可进行。

监控室负责安全监控系统的标校、调试、安装、挪移等工作,确保安全监控系统正常运转。瓦斯断电仪、监测系统各类传感器,必须每7天对仪器的零点、灵敏度、报警点(≥0.8%)、断电点(≥1.0%)、复电点(<0.8%)进行一次调校。施工单位负责所管辖范围内的安全监控系统的使用保护、维修、撤除工作。

拆除或改变与监测监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与监测监控设备关联的电气设备、需要监测监控设备停止运转时,必须报告监控中心,并制定安全措施由矿总工程师批准后方可进行。任何单位和个人不得随意关闭监控系统的电源(正常检漏试验除外,但必须及时通知监控中心),因工作需要停电的必须报告监控中心,监控中心同意后方可停电。

第四节 预防煤(岩)尘措施

采取综合防尘措施,并建立完善的防尘洒水管路系统。坚持湿式钻眼、冲刷巷帮、水炮泥、放炮喷雾,装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。此外,全煤掘进工作面应采区煤层短壁注水等其它防尘措施,采煤工作面还应采取煤层注水、架间喷雾、转载点喷雾、顺槽防尘水幕等措施。

第五节 预防顶板事故措施

1、根据《山东宁阳县鑫安煤矿矿井地质报告》、2300采区地质说明书》提供的3煤顶底板岩性,以及相邻采区所实际揭露的3煤顶底板岩性,将采区巷道及硐室布置在3煤底板以下,采用锚网喷及锚索加强支护方式,在施工和生产过程中,围岩条件较差或揭露断层破碎带时,及时采用缩小锚杆、锚索间排距,加支U型棚等加强顶板管理措施。

2、巷道交叉处,根据巷道围岩岩性,按规定留设足够岩柱。

3、在采煤工作面工作面必须保持上、下顺槽出口的畅通无阻,安全出口20m范围内,每帮各支设单体支柱配铰接顶梁。巷道净高不得小于1.8m,有断梁折柱必须及时更换,巷道底鼓变形时,必须及时清挖。

严格执行先检查后工作的敲帮问顶制度。开工前或工作中,由班、组长和顶板管理员带领和提醒工人至少每30分钟敲帮问顶一次,认真检查顶、煤壁及支架等情况。发现险情立即处理,否则不准继续工作。问顶摘顶、摘壁子或破大块时,都要站在斜上方和支架完好的安全地点,并先招呼下方人员躲开。煤层倾角较大时严格执行出煤不行人,行人不出煤的原则。

采煤工作面支护质量要求达到《煤矿安全质量标准化标准》,保证支护质量,发现不合格者立即整改,整改时应先敲帮问顶再加固支护。

工作面要保持"三直一净"。采后煤壁要求平整,不得留有伞檐,煤根或松动煤块。

支柱要迎山有力,煤层倾角10°以下者,支柱垂直底板;10°以上者6-8°支柱迎山1°。

严格执行顶板管理制度,各班要有兼职工程质量检查验收员和兼职顶板管理员,协同跟班区长重点抓工程质量,检查工作面的顶板支护质量,并作为交接班的重要内容,查出的问题及时处理,要落实到班、组和个人。发现顶板异常要及时汇报调度室,以便采取相应措施。

对工作面上、下顺槽及中间运输巷有矿压显现的及时支设单体支柱配铰接顶梁加强支护。

移架前应先检查顶板情况,清理松动的浮矸和通道,移架时要严格执行由下向上的操作顺序。在顶板压力大或顶板破碎地点,先支好临时点柱,加强护身,清好退路,方可开始工作。

工作面放炮后,应立即打出前探梁做临时支护,组织人员挂网、联网,按要求联接牢固,若前探梁不接顶,前探梁上必须用木板接顶装实。

回采工作面应进行工作面支护质量及矿压观测,总结工作面顶板来压规律,选择合理的支护参数,以保证支护安全,工作面初次放顶和周期来压过程中,应提前加强工作面的支护强度,防止发生大的冒顶事故。

对坚硬顶板工作面除在支护强度上预以加强外,还应采取强制放顶措施,促进顶板的垮落。

加强采面初采初放、初次及周期来压、过巷及断层破碎带、工作面收尾时期的顶板管理,采面初采初放、过巷及断层破碎带、工作面收尾时均另行安全技术措施。

4、掘进工作面严禁空顶作业。在爆破前必须检查,发现隐患及时排除。掘进中,施工人员应坚持敲帮问顶制度,特别是在打眼定炮、安注锚杆过程中应清除危岩、排除隐患。

找顶工作应有2名经验的人员担任,一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点,观察人应站在找顶人的侧后面,并保证退路畅通。找顶应从有完好支护的地点开始,由外向里先顶部后两帮,依次进行,找顶范围内严禁其他人员进入。找顶工作人员应带手套,用长把工具找顶时,应防止矸石顺杆而下伤人。顶帮遇有大块断裂矸石离层时,应首先设置临时支护,保证安全后再顺着裂缝、层理慢慢的找下,不得硬刨强挖。敲帮问顶人员必须在有牢固临时支护下进行,不准空顶作业。

每次爆破后,迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后,必须有爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况,并由外向里检查顶板、锚杆等情况,清除顶帮悬矸危岩,然后进行正式支护。

严禁空顶作业,爆破后及时使用前探梁。

掘进工作面必须有足够的备用支护材料。

第六节 避灾路线

1、避水灾路线

采掘工作面→2300采区轨道巷→2300采区皮带巷→--380m胶带暗斜井-147m水平井底车场→副井上井。

2、避火灾、煤尘及有害气体路线

采掘工作面→工作面进风巷→2300采区轨道巷→-415m车场→-600m轨道暗斜井→-380m水平井底车场→-380m轨道暗斜井-147m水平井底车场→副井上井。

第六章 技术经济指标

工程建设总投资为3426.1万元,其中井巷工程2918.2万元,机电设备购置费134.4万元,安装费40.3万元,生产经营费205.5万元,其他基本建设费127.7万元。吨煤投资35.32元/吨。

技术经济指标

表6-1 主要技术经济指标表

序号项目名称单位指标

1设计生产能力Mt0.2

⑴日产量t448.5

⑵年工作天数d330

⑶日工作班数个3

2采区服务年限a4.85

3资源估算量万t201

⑴可采储量万t97

4采区范围东至F45断层,西至F44断层,南至F33断层,北至F25断层

⑴走向长度km0.77

⑵倾斜长度km0.36

⑶采区面积km20.281

5煤质

⑴煤种气煤

⑵磷Pd0.031

⑶灰分14.72

⑷硫分St.d0.76

⑸发热量MJ/kg27.86

6煤层情况

⑴可采煤层数层1

⑵可采煤层总厚度m5.18

⑶煤层倾角度15~21

7准备方式单翼

8水平标高m-380m

9投产采区个数个1

⑴回采工作面个数个1

⑵掘进工作面个3(最多4个)

10井巷工程量m7363

⑴其中:主体工程量m3060

11提 升

⑴主提升设备及容量STJS1000型大倾角胶带输送机

⑵辅助提升设备及容量JKY2/1.3BS型单绳缠绕式防爆液压提升机

12通风方式与设备

⑴通风方式中央并列式

⑵风机型号BDK65-10-№26型对旋高效风机

13排水方式

⑴涌水量:正常m3/h6

⑵水泵型号及台数BQS60/60-22 660V 22kW、2台

14供电

⑴矿井装机总容量kw8086.26

⑵矿井年耗电量kwh9675000

15工程总投资万元3462.1

16吨煤投资元/t35.52

二、设备和材料配备

该采区最多生产装备一个采煤工作面,四个掘进工作面。

表6-2 工作面装备表

序号设备名称型 号单位数量备注

1单体液压支柱DW25-250/100棵180

2双体液压支柱DZ-2300棵410

3悬移支架ZH1200/16/24架100

4刮板输送机SGW-420/30 660V 44kW部6

5胶带输送机DSB-40-4 660V 37kW部2

DSB-40-4 660V 15kW部1

SSJ-800 660V 2*55 kW部1

SSJ-800 660V 44 kW部1

SSJ-800 660V 40 kW部1

SSJ-800 660V 30 kW部1

6乳化液泵站BRW80/W 660V 37kW套2

7照明综保ZBZ-4.0M台6

8金属铰接顶梁DJB-1000根20

9注水泵TBW-50/15 660V 2.2kW台2

10污水泵BQW15-45-4 660V 4kW台6

11调度绞车JD-40 660V 40kW部2

JD-11.4 660V 11.4kW部1

12采区水泵BQS60/60-22 660V 22kW台2

13局部扇风机FBDNO.4.5 2×5.5KW台2

FBDNO.5.6 2×15KW台2

14混凝土喷射机660V 5.5kW 台2

15湿式除尘机BKY-50-2

-50-2台2

16气腿式凿岩机YT-7665型台6

17煤电钻MZ-1.2型 127V 1.2kW台8

18煤电钻综保ZBZ-4.0Z 127V 4kW台2

19水泵QBK20/45-7.5 660V 7.5kW台2

20风镐G10型台4

21耙装机PB-30B 660V 17kW台4

 

 

 

 

 

 

 

文档信息
  • 文档上传人:admin
  • 文档格式:Doc
  • 上传日期:2014年09月02日
  • 文档星级:★★★★★
  • 需要煤安币:5个
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