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神华乌海能源有限责任公司平沟煤矿神华乌海能源有限责任公司平沟煤矿2014年灾害预防与处理计划单位:平沟煤矿时间:二0一四年一月 神华乌海能源有限责任公司平沟煤矿目 录目 录I第一章 总 则第一节 应急救援的目的第二节 编制依据第二章 概 述第一节 矿井概况第二节 矿井开采技术条件一、煤层和煤质二、地质构造三、水文地质条件四、矿井瓦斯五、煤尘六、煤的自燃第三节 矿井系统一、运输系统二、通风系统三、瓦斯抽放系统四、排水系统五、供电系统六、防尘供水系统七、监测、通讯系统八、人员定位系统九、供水施救系统十、压风自救系统十一、紧急避险系统第三章 2014年计划安排第一节 采煤工作面计划安排一、生产布局二、回撤安装第二节 掘进工作面计划安排第三节 2014年安排揭煤巷道第四节 瓦斯治理及防突一、瓦斯抽放系统二、瓦斯治理三、其它瓦斯防治措施第四章 可能发生各类事故的地点、原因分析第一节 瓦斯事故的地点、原因分析一、采煤工作面可能发生瓦斯事故的地点二、采煤工作面发生瓦斯事故的原因分析三、掘进工作面可能发生瓦斯事故的地点四、掘进工作面发生瓦斯爆炸事故的原因分析第二节 顶板事故的地点、原因分析一、可能发生顶板事故的地点二、发生顶板事故的原因分析第三节 机电、运输事故的地点、原因分析一、可能发生机电事故的地点二、发生机电事故的原因分析三、可能发生运输事故的地点四、发生运输事故的原因分析第四节水灾事故的地点、原因分析一、可能发生水害事故的地点二、发生水灾事故的原因分析第五节火灾事故的地点、原因分析一、可能发生外因火灾事故的地点二、发生外因火灾事故的原因分析三、可能发生内因火灾事故的地点四、发生内因火灾事故的原因分析第六节煤尘爆炸事故的地点、原因分析一、可能发生煤尘爆炸的地点二、发生煤尘爆炸的原因分析第七节煤与瓦斯突出事故的地点、原因分析一、可能发生煤与瓦斯突出事故的地点二、发生煤与瓦斯突出事故的原因分析第五章 矿井灾害事故的预兆及预防第一节 各种灾害事故的预兆一、煤与瓦斯突出的预兆二、煤层自燃发火预兆三、透水预兆四、冒顶预兆第二节矿井灾害事故的预防措施一、瓦斯爆炸事故的预防措施二、顶板事故的预防措施三、机电、运输事故的预防措施四、水灾事故的预防措施五、火灾事故的预防措施六、煤尘爆炸事故的预防措施七、煤与瓦斯突出事故的预防措施八、其他事故的预防措施第六章 矿井灾害事故处理措施第一节 处理重大灾害事故的组织措施一、成立救灾指挥部二、指挥人员分工第二节 瓦斯、煤尘及火灾事故的处理措施一、瓦斯爆炸事故的处理措施二、煤尘爆炸事故的处理措施三、火灾事故的处理措施第三节 水灾事故的处理措施一、水灾事故的处理原则二、水灾事故的处理措施第四节 顶板事故的处理措施一、顶板事故的处理原则二、现场应急处置措施第五节 机电运输事故的处理措施一、井下机电事故的处理措施二、运输事故处理计划第六节 无计划停风事故的处理措施一、矿井主要通风机无计划停电、停风的处理措施二、主要通风机送风及井下送电的措施三、局部通风机无计划停电、停风的处理措施四、局部通风机送电、送风的措施一、地面瓦斯抽放泵出现故障停止运转的处理措施二、井下移动瓦斯抽放泵出现故障停止运转的处理措施第八节 监测、监控系统故障时的处理措施第九节 煤与瓦斯突出事故的处理措施一、事故现场主要特征二、与其它瓦斯事故的不同之处三、救灾指挥员要了解和分析判断的主要内容四、处理事故的关键五、处理事故的一般方法及应对措施六、遇险人员的撤退要点及避灾措施第七章 避灾路线及自救方法第一节 避灾路线一、回采工作面发生瓦斯、煤尘爆炸、煤与瓦斯突出事故及火灾避灾路线二、掘进工作面发生瓦斯、煤尘爆炸、煤与瓦斯突出事故及火灾避灾路线三、水灾避灾路线第二节 利用安全避险“六大系统”进行自救与互救一、人员定位系统二、紧急避险系统三、压风自救及供水施救系统四、通信联络系统五、矿井安全监测监控系统第八章 “灾害预防与处理计划”的贯彻和要求发生事故现场处置、汇报程序灾害处置工作流程发生事故汇报程序100附图101表1 平沟煤矿救灾指挥部人员通讯录102表2 平沟煤矿各可采煤层煤质分析成果结果表105表3 消防器材配备表107表4 应急物资明细表112表5 平沟煤矿灾害事故演练方案及计划演练时间116116第一章 总 则第一节 应急救援的目的为了认真贯彻执行“安全第一,预防为主,综合治理”的安全生产方针,为了防止煤矿生产过程中各类事故的发生,有效指导矿井对于各种自然灾害的预防和处理,更好地预防灾害发生,保证灾害发生时能及时处理,减轻灾害,能及时抢救人员,保障职工的安全和健康,保护国家资源和财产不受损失。第二节 编制依据根据煤矿安全规程、中华人民共和国安全生产法、中华人民共和国矿山安全法、矿产资源法和乌海能源公司矿井灾害预防和处理计划的通知要求,特制定平沟煤矿2014年度灾害预防和处理计划。第二章 概 述第一节 矿井概况乌海能源公司平沟煤矿始建于1958年,先后经过三次技术改造,于1991年底建成生产能力120万吨/年的大型现代化矿井。2010年3月核定矿井生产能力为180万吨/年。平沟煤矿位于乌海市海勃湾城区东南约10公里,行政区划隶属于乌海市海勃湾区。平沟井田属桌子山煤田中段北部,地理坐标为:北纬363100 363700,东经10650001065700,井田东西倾斜长2.52公里,走向长6.4公里,面积15.65平方公里。井田开拓方式为斜竖井综合开拓方式,由北向南划分为三个盘区,目前主采盘区9#层和盘区10#层,下组煤16#层主要以治理瓦斯为主。盘区为接续采区,还没有布置巷道。平沟煤矿现有6个主要生产单位,其中:采煤一队采10#层,采煤二队采9#层,两个掘进队、两个开拓队共6个掘进工作面,担负着矿井回采巷道和盘区开拓延深掘进任务。第二节 矿井开采技术条件一、煤层和煤质(一)9#煤层:9#煤层共分为两层煤层9-1#、9-2#,厚度0.686.79m,平均2.78m,9-1#煤层结构极复杂,含数层夹矸,灰分较高不可采,现开采9-2#煤层、9-2#煤层顶板为煤岩互层,极不稳定,底板为粘土岩及泥岩、砂质泥岩。(二)10#煤层:煤层厚度0.312.05m,平均1.15m,煤层结构简单,偶尔出现薄层夹矸。煤层顶板为块状泥岩,裂隙较发育,顶板厚度变化较大0.853.66m,底板为砂质泥岩及细砂岩,与上覆9#层间距0.95.3m。(三)14#煤层:煤层厚度0.471.43m,平均0.95m,煤层结构简单,中上部含一层夹矸,平均厚度0.24m,煤层伪顶为砂质泥岩,层理发育,厚度00.5m,一般0.30m,当14#煤层到+1100水平以下,煤层厚度变为0.50m左右不可采;老顶为细砂岩,厚度在2m以上,较坚硬。与上覆10#平均间距平均39.7m。由于下覆16#煤层开采较快,14#煤层硫份较高,现已停采。(四)16#煤层:上、下两个分层。 现开采16-1#煤层;16-1 层厚1.552.95m,平均2.35m,煤层结构较简单,含13层夹矸,平均厚度0.25m;煤层顶板为泥岩及砂质泥岩,层理较发育,厚度01.9m,底板为泥岩。(五)煤质:附:平沟煤矿各可采煤层煤质分析成果结果表二、地质构造(一)区域构造形态:平沟井田位于桌子山背斜西翼,岗德尔逆断层以东,井田整体构造形态为单斜,地层走向近南北,向西倾斜,倾角812,由东向西地层倾角逐渐变小。(二)井田构造:井田内有十条大中型断层,由北向南编号为:F6、F7、F8、F9(F68)、F71、F70、F69、F67、F65、F64、 F68。其中F6、F7、F8为井田北部自然边界,F65、F64为井田南部自然边界,F68、为、盘区分界,F70、F67、F69为、盘区分界。在各盘区内接近分界断层有小型波状起伏及次生小断层出现。(三)井田内无大型褶曲及岩浆岩侵入体等构造。三、水文地质条件(一)煤系地层含水性:该区域气候干燥,含水层含水微弱。井巷揭露砂岩含水层时,有滴水出现,水量极小,对采掘无影响。(二)奥陶系石灰岩含水性:奥陶系石灰岩为煤系地层基底,含水量较大,为溶洞裂隙水。从水文地质补充勘探情况分析,奥灰顶部桌子山组灰岩岩溶裂隙不发育,泥质填充致密,富水性弱;但从矿井实际生产揭露情况说明,局部奥灰富水性较好,平沟矿井1070运输大巷揭露石灰岩有两处出水,在大巷形成过程中,于1986年6月21日发生底板奥灰水出水,最大初始水量为123m3/h。目前涌水量较稳定为63.2m3/h,所以,鉴于奥灰含水层富水性的极不均一性,在局部地段存在突水的可能性,底板奥灰水是本矿井重要的突水水源,为矿井的主要涌水水源。(三)老塘积水:井田的东部分布以往小窑采空区,早已停产封闭,其积水量无法查知;矿区范围内有两个过去矿办的小井:1.土采二队小井(1997年关停),小井存有积水但离平沟煤矿现在施工地点较远对平沟煤矿的安全生产无威胁。2.总公司小井(1998年关停),小井内存有积水,目前总公司小井积水量为22853m/h。上述两小井的积水区范围和积水量我矿已准确的标注在采掘图和防治水图上。平沟煤矿从1970年开采至今留下大面积采空区;这些采空区位于浅部石炭二叠系地层裸露区,地表已经形成采空裂隙,大气降水和砂岩裂隙水顺裂缝进入井下,形成采空区积水,采空区积水从反水眼中排泄至轨道下山最后排至矿井中央水仓,平沟煤矿2012年涌水量101.6304.8m3/h,平均156.5m3/h。老塘积水与降水量关系密切,其动态反映了降雨直接补给老塘积水。随采空面积的增加,老塘积水将增大。(四)断层带含水性:平沟井田南北边界及盘区分界均为断层带,各断层均属张性断层,是地下水储存,运移的良好空间。井巷多处揭露F8与F9断层,发现断层带均含水微弱,现实际观测,只见顶底板潮湿。(五)地表洪水:盘区浅部采空区较多,形成大量的地表裂缝及塌陷坑,虽经平沟煤矿充填,但有局部地段在雨季也可能造成地表水流入原采空区,经采空区流至采掘工作面。(六)平沟煤矿井田东部有企业或个人在进行露天采剥活动,这些企业或个人在露天采剥时由于越界造成平沟煤矿留设的防水煤柱遭到不同程度的破坏。另外平沟煤矿地质构造是由东向西倾斜的单斜构造,由此露天采剥时,地面形成大坑,如果未及时回填,在雨季来临时雨水就会聚集在大坑内,便会顺着采剥时露出的废弃巷道直接灌入平沟煤矿井下,从而对平沟煤矿造成严重的安全威胁。对平沟煤矿安全生产有影响共有5个坑,编号由北向南分别为:1号坑、2号坑、3号坑、4号坑、5号坑。1-3号采剥坑已采毕回填(但回填高度不够);4号坑靠近我矿盘区工业广场东南侧,现在已回填完毕;5号坑(采剥9#、10#煤层)现在正在回填,由于回填前的5号坑坑底与平沟煤矿盘区老右一片采空区相沟通;虽然它东部有4号坑(4号坑地势低,5号坑地势高),洪水不会灌入5号坑,但也要注意当洪水增大时会从西部灌入5号坑,坑内大量的积水会给平沟煤矿造成淹井事故。(七)平沟煤矿9、10煤层矿井水文地质类型为中等、16煤层矿井水文地质类型为复杂型。平沟煤矿矿井水文地质类型为复杂型。四、矿井瓦斯近几年随开采深度增加,矿井瓦斯涌出量明显增大。根据2013年矿井瓦斯等级鉴定,矿井瓦斯相对涌出量9.84m3/t,绝对涌出量为:33.69 m3/min,平沟矿井属煤与瓦斯突出矿井,所采16#煤层具有瓦斯突出危险性(最大压力2.83Mpa,破坏类型为类,坚固性系数为0.31)。其它有害气体包括:硫化氢(H2S)含量较高。五、煤尘经2012年9月中煤科工集团重庆研究院鉴定我矿9#、10#、16#煤尘均有爆炸性。煤层均具有爆炸性,其爆炸指数分别是9#煤:36.3%、10#煤:30.7%、16#煤:31.85%。六、煤的自燃2012年9月中煤科工集团重庆研究院对我矿盘区9#、10#、16#三层煤进行自燃倾向等级鉴定,其结果三层煤自燃倾向性为二类自燃煤层。最短自然发火期分别为9#:72天、10#:62天、16#:66天。2013年中煤科工集团重庆研究院对我矿II盘区9#煤进行自燃倾向等级鉴定,其结果9#煤层自燃倾向性为二类自燃煤层。最短自然发火期分别为56天。因此在采掘过程中要采用合理的支护材料,并对采空区进行及时的封闭等措施。第三节 矿井系统一、运输系统(一)皮带运输:矿井中下组煤分区域开采,其中中组煤区开采9#层、10#层,下组煤区开采16#层;盘区中组煤9#层、10#层出煤经顺槽皮带中组煤下山皮带中组煤煤仓经联络皮带联络煤仓下组煤下山皮带集中运输皮带井底煤仓煤仓下设K-4给煤机给入主井大倾角皮带,提升至地面。 盘区下组煤16#层出煤经顺槽皮带输送机下组煤下山皮带集中运输皮带井底煤仓煤仓下设K-4给煤机给入主井大倾角皮带,提升至地面。盘区目前只有9#层布置了回采工作面,9#层出煤经顺槽皮带输送机盘区运输上山1070运输大巷集中运输皮带井底煤仓煤仓下设K-4给煤机给入主井大倾角皮带,提升至地面。主井提升采用胶带输送机提升,井筒长650m,倾角25。胶带输送机型号:DTL120/69/2450;输送能力690t/h。1.盘区中组煤上山皮带输送机两部;角度为9.5。(1)上部带宽1200mm,采用DTL120/63/2400输送机,V=2.5m/s,输送能力630 t/h。(2)下部带宽1000mm,采用DSP1063/1000带式输送机,V=2.0m/s,输送能力630 t/h。2.盘区下组煤上山皮带输送机两部:角度为9。(1)上部带宽1200mm,采用DTL120/63/2400输送机,V=2.5m/s,输送能力630 t/h。(2)下部带宽1000mm,采用DSP1063/1000(2*125KW)带式输送机,V=2.0m/s,输送能力630 t/h。3.盘区共有皮带输送机八部:盘区运输上山主皮带角度为6.5,1-6号皮带角度为0。(1)盘区运输上山上部带宽1200mm,采用DTL120/80/315输送机,V=2.5m/s,输送能力800 t/h。(2)盘区运输上山下部带宽1000mm,采用DTL100/63/160输送机,V=2.0m/s,输送能力630 t/h。(3)1号皮带带宽1000mm,采用D120/120/160带式输送机,V=3.5m/s,输送能力1200 t/h。(4)2号皮带带宽1200mm,采用D100/120/200带式输送机,V=2.5m/s,输送能力1200 t/h。(5)3号皮带带宽1200mm,采用D120/120/200带式输送机,V=2.5m/s,输送能力1200 t/h。(6)4号皮带带宽1200mm,采用D120/120/200带式输送机,V=2.5m/s,输送能力1200 t/h。(7)5号皮带带宽1200mm,采用D120/120/160带式输送机,V=2.5m/s,输送能力1200 t/h。(8)6号皮带带宽1200mm,采用D120/120/132带式输送机,V=2.5m/s,输送能力1200 t/h。4.盘区中组煤煤仓与下组煤联络皮带:皮带输送机角度0采用TD7512063(55KW)型,带宽1200mm, V=2.5m/s,输送能力630t/h。集中运输巷皮带输送机,型号DTL120/100/132*2,角度3,带宽1200mm,V=2.5m/s,输送能力1000 T/h,三台K4给煤机(18.5KW)输送能力均为650 t/h。(二)轨道运输:矿井1号副井,1070大巷、盘区中组煤轨道下山、盘区下组煤轨道下山、盘区轨道上山负责矸石和物料运输,安设5部提升绞车及两台电机车。其中1号副井绞车型号为2TK-2.5/20一部;盘区中组煤轨道下山绞车型号为JKPB-1.6两部;盘区下组煤轨道下山绞车型号为JKB-2.5*2.3P;盘区轨道下山绞车型号为2K-3.0*2.2;电机车型号为CTL12/6P。采用1T矿车提运。二、通风系统(一)矿井通风方式为分区对角式,通风系统:原四斜回风巷、主井、一号副井、二号副井和盘区副斜井进风,盘区中组煤回风立井、盘区下组煤回风立井和盘区回风斜井回风。(二)2011年8月,恢复了盘区通风系统,由盘区副斜井进风经盘区各个采掘工作面进入盘区回风斜井。(三)局部通风全部实行“双风机、双电源”供风。三、瓦斯抽放系统我矿为高瓦斯突出矿井,根据要求建立了地面抽采系统和井下移动抽放系统。地面安设两台2BEC-62水环式真空泵,一台运转,一台备用。井下配备了2套ZWY 60/90和2套ZWY 105/132型移动泵。地面泵负责各钻场的瓦斯抽放,目前,负责区域主要为010909采面钻场、0116115采面钻场、0116118钻场、0116119钻场和0116122钻场;采空区及上隅角瓦斯由移动泵负责抽放,目前负责区域主要为020902采面的上隅角及采空区。管路管径分别为主、干管500mm,支管250mm和219mm。目前矿井在监控计量方面,在地面泵站、各钻场及移动泵都安设有V锥流量计,来监测瓦斯基本参数,如浓度、负压等。四、排水系统(一)平沟矿井下中央变电所和水泵房采用联合布置,共设三台水泵,一台水泵型号为DF45060*6,功率710KW,排水高度为360m,另两台水泵型号为DF280437,功率400KW,排水高度为301m,正常工作时一台排水、一台备用、一台检修。沿主井敷设1条直径325mm主排水管路,沿副井敷设两条直径200mm主排水管路,井底设有中央水泵房及水仓,各采区排水到中央水仓,由中央水仓经主排水管路排至地面,井底水仓容量1400m3。(二)矿井水利用: 1070水泵房水仓容积900 m3 ,两台D155-67*5水泵,将井下矿泉水排至西山高位水池供井下用水。矿泉水泵房仓容积300 m3,两台DF155-67*6水泵,将矿泉水排至地面高位水池供地面生活用水。(三)采区排水:盘区下组煤水泵房水仓容积900 m3安装三台DF155-67*6水泵,将中、下组煤污水排到中央水仓。2013年矿井平均涌水量137.7 m3/h,最大涌水192.1m3/h,2013年水泵联合试运转DF45060*6泵排水量375m3/h,两台 DF280437泵排水量分别为123m3/h和119m3/h.矿井总排水能力为617 m3/h。五、供电系统平沟矿地面设35kV变电所一座,双回路电源线路分别引自骆驼山变电所和伊和变电所。安装2台主变压器,型号均为SZ1116000/35/,其中一台工作,一台备用。井下共有中央变电所、中组煤采区变电所、下组煤采区变电所、盘区采区变电所四座。中央变电所两回路电源引自地面变电所612和622线路;中组煤变电所两回路电源分别引自地面变电所625和井下中央变电所612-5线路;下组煤变电所两回路电源分别引自地面变电所613和井下中央变电所622-7线路;盘区变电所两回路电源分别引自中央变电所612-4和622-2线路。六、防尘供水系统(一)平沟矿地面设高位水池,井下采用静压供水,主供水管路由地面高位水池主井1070大巷中组煤石门(二)供水支管由中组煤石门分别到中组煤各采掘工作面、下组煤各采掘工作面和盘区各采掘工作面。(三)井下支管每隔100m设一个三通阀门,主水管路每隔80m设一个三通阀门。井下各转载点安设喷雾,采煤工作面上巷及掘进工作面安设两道水幕。井下主皮带道及回风道铺设防尘管路。七、监测、通讯系统(一)监测系统:平沟煤矿所采用的监测监控系统是由中煤科工集团重庆研究院生产的KJ90N监测系统,系统已经在2007年10月通过国家安全生产监督管理总局规定的AQ62012006标准,该系统由地面中心站、网络系统、传输系统、分站、各种安全生产参数传感器、断电仪、报警器以及可扩展的核心子秤、瓦斯抽放、电力监测等子系统组成。平沟煤矿现安装KJ66N-F分站27台,分别安装在中组煤6台,下组煤8台,二盘区7台,避难硐室2台,地面集控室1台,西风井主扇房1台,井下中央变电所1台,1070水泵房1台。模拟量153个(瓦斯、温度、水位、一氧化碳、负压、风速等)、其中瓦斯58个,温度21个,一氧化碳33个。数字量46个(风门、智能开停、烟雾、风筒开关、馈电状态)、控制量18个。主通讯线采用带屏蔽的电缆接线方式,为提高数据传输的可靠性,隔离通信线故障和方便对故障的查找与维护,KJ66NA系统采用路由技术分段管理通信线路,一旦出现故障系统会自动对故障线路进行隔离与剔除 ,并提示故障类型与地点。监测数据采用数据库的方式存贮,采用变值变态的记录方式真实反映现场物理量变化的数据,采用客户服务器的方式组成以太网,实现局矿两级联网,达到资源共享.服务器的实时监测与监管系统由北京翔科软件公司提供。断电器可以采用异地断电控制,瓦电闭锁控制,故障断电控制。系统通过电量参数采集分站和电量参数采集器对井下各线路用电进行监测,测量电流、电压、功率、功率因数、漏电、停电等数据。实现24小时不间断连续监测、监控,并与公司、神华集团公司联网。符合AQ6201标准,执行AQ1029标准。(二)通讯系统:平沟煤矿的无线通讯系统是由西安大唐电信有限责任公司研制开发的KT101矿用无线通讯系统。配合KT101矿用无线通讯系统,充分发挥无线通讯系统的优势,使得调度人员可以在调度台上对无线用户进行呼叫、监听、强插、强拆等调度操作,无线用户的状态也可以实时地在调度台上显示,方便了企业的生产调度指挥,大大提高了企业的管理水平和生产效率。工程项目包括:无线中心控制器2套、地面500MW基站2个、40MW基站4个、井下防爆基站80套及相关设备。全矿共有电话260部,其中地面180部,井下80部。小灵通500部。主要覆盖区域分为井下覆盖区域: 从第二副井口到第二副井井底、文化长廊、第一副井井底、主井皮带井底、1070大巷、集中运输巷、中、下组煤皮带巷、中、下组煤石门巷道、中、下组煤绞车道及绞车房、中组煤延伸绞车道及绞车房、中、下组煤变电所、中央变电所、综采工作面上下巷道及车场、一采工作面上下巷道及车场、二采工作面上下巷道及车场、掘进一队、掘进二队、开拓一队、开拓二队所在区域。八、人员定位系统平沟煤矿的人员定位系统使用的是江苏三恒科技有限公司的KJ128A人员监测系统,共安装了传输分站20台,读卡分站59台,安装位置分别为中组煤7台,下组煤8台,二盘区4台,井口唯一性1台。发码器1162个。主要功能:(一)考勤功能:能够准确统计矿工入井、升井时间,并可按班次按部门生成日考勤、月考勤统计报表。(二)定位功能:能够对井下矿工的分布情况分区域实时监测。能够用不同标识模拟图形或颜色,数据动态,实时显示井下各类人员状况和分布情况,并能动态显示井下人员的当班活动模拟轨迹。(三)关键岗位监控:系统能对干部下井情况(特别是四点班、零点班的情况)进行有效监督,领导在办公室通过电脑或在调度室大屏幕就可以看到应下井干部是否下井(四)轨迹跟踪功能:系统能够对矿工行进路线进行跟踪记录。(五)系统告警:可对系统设备运行状况,通讯线路质量,卡和分站低电量等进行实时监控告警,方便系统维护提高系统稳定性。(六)图形显示功能:图形显示功能能够在图形上实时显示某个区域内人员的数量和分布;可以显示指定人员的移动路线;可以实时显示定位信息,也可以显示某一历史时刻的人员信息。(七)历史数据的记录与查询:系统可对上述井下目标定位跟踪、人员寻呼、考勤统计、安全监测管理、系统进行管理等信息进行长期保存,并可方便地查询历史记录。查询任一指定位置的情况,并实时跟踪显示,并在图中画出线路轨迹,并可进行巡检人员的轨迹比对。九、供水施救系统高位水池位于标高+1300米,水池容积600m3,本矿井水源地面高位水池供给,供水施救所用管路与矿井生产、防尘、消防合用一套管路。入井供水水管为D50mm无缝钢管,沿副斜井进入井底车场,送至各用水地点;输水管线延伸至各大巷、采面、掘进工作面;大巷采用D50mm无缝钢管,采面、掘进面使用D50mm无缝钢管。主管路每200米设置一个供水阀门,每个避难硐室设置一个供水阀门。支管路每200米设置一个供水阀门,每个临时避难硐室设置一个供水阀门,救生舱前20米设置一个供水阀门。煤层大巷每隔100m设置阀门,胶带输送机大巷、工作面运输顺槽每隔50m设置阀门。应急时,可以通过管路为避险人员供水、输送营养液可以满足紧急情况时的施救需要。十、压风自救系统我矿空气压缩机房设在地面,共2台压风机,一台上海飞和压缩机制造有限公司生产的螺杆空气压缩机,压风机型号为FHOG-D250F。另一台南京压缩机股份有限公司生产。压风机型号为SDA2506K。压风管路为主斜井、北大巷至中组煤石门160管,中、下组煤绞车道分别铺设一趟160管路。南大巷铺设160管路。各采掘工作面及行人斜巷分别铺设57管路。1070大巷及中、下组煤绞车道(包括下组煤老绞车道、中组煤延伸绞车道),行人斜巷各采掘工作面(长度超过200米)每隔200米内设一组三通和一个阀门。安设1处自救装置,每套自救装置安装5个压风自救袋。中、下组煤绞车道主管路过片口需设置底龙门,并且在立管上加设一个三通(160/57)和阀门,为采掘巷道铺设压风管路。十一、紧急避险系统我矿紧急避险系统由永久避难硐室和可移动式救生舱两部分组成:永久避难硐室由中煤科工集团南京设计研究院设计,可移动式救生舱是由中煤科工集团沈阳研究院研制的KJYF-96/10(A)矿用可移动式救生舱。(一)可移动式救生舱布置在盘区皮带联络巷内,额定防护人数10人,额定防护时间不小于96小时,该可移动式救生舱已安装完毕投入使用。 (二)永久避难硐室布置在盘区下组煤轨道下山内,我矿永久避难硐室根据井下实际情况,设计额定人数为100人。第三章 2014年计划安排第一节 采煤工作面计划安排2014年平沟煤矿计划生产原煤190万吨。 其中:采煤一队:10#层:35万吨(011016工作面35万吨);采煤二队:9#层:125万吨(其中:020902工作面108万吨,020903工作面17万吨);16#层:30万吨(0116115工作面30万吨)。一、生产布局全矿井共两个采煤队,两个掘进队,两个开拓队。采掘工作面集中在盘区和盘区,分别开采9#、10#、及16#三层煤,主采9#、10#层。 其中:盘区10#层综采工作面采煤一队回采;盘区9#层综采工作面采煤二队回采;全矿两个掘进队, 两个开拓队,共负责6个掘进工作面的掘进工作,为采区开拓延伸及回采工作面布置服务。二、回撤安装 2014年平沟煤矿全年共计安装工作面3次,其中盘区9#层020903综采工作面安装,盘区10#层011018和16#层0116115综采工作面安装。回撤工作面3次,盘区9#层020902和020901综采工作面回撤,盘区10#层011016综采工作面回撤。第二节 掘进工作面计划安排2014年平沟煤矿计划掘进进米7480米,其中煤巷3010米;半煤巷3210米;岩巷1260米。开拓一队:一组:盘区中组煤回风下山盘区中组运输下山二组:盘区中组煤轨道下山车场盘区新建绞车房及回风巷盘区中组煤轨道下山开拓二队:一组:011018回风联络巷011018回风顺槽01018切眼011022车场及回头巷二组:011020车场及回头巷011018运输顺槽011018回风顺槽溜子道及回风联络巷掘进一队:020903运输顺槽回头巷020903运输顺槽0116118回风顺槽020903运输顺槽010911回风顺槽及车场0116118回风顺槽掘进二队:020903回风顺槽020903切眼0116118运输顺槽联络巷及回头巷010911运输顺槽及车场瓦斯抽放队:0116120钻场及回头巷、0116120车场及回风联络巷第三节 2014年安排揭煤巷道盘区0116120石门,所揭煤层:15#、16-1#煤层;揭煤时间:2013年2月。第四节 瓦斯治理及防突一、瓦斯抽放系统根据2014年生产接续及其采掘工作面的布置情况,在2014年瓦斯治理方案指导下,编制各阶段的采掘工作面具体瓦斯治理措施,减少瓦斯对安全生产方面的影响,在瓦斯治理方面需完成的工程如下:(一)选择抽放方法的原则:选择抽放瓦斯方法,主要根据矿井(或采区)瓦斯来源、煤层赋存状况、采掘布置、开采程序以及开采地质条件等综合考虑。(二)瓦斯抽放方法:本矿为煤与瓦斯突出矿井,2014年主采II盘区9#煤层和I盘区10#煤层,突出煤层为16#煤层,回采工作面邻近煤层主要有8#、11#、14#、15#、16-2#、17#煤层,回采过程中,邻近煤层瓦斯会涌入工作面,主要采取的瓦斯治理措施如下:1.针对II盘区9#煤层,由于该煤层目前回采的工作面处于瓦斯分化带,回采前实际测定煤层瓦斯含量较小,回采期间瓦斯涌出量不大的实际情况,我矿采用移动瓦斯抽放泵对该工作面进行瓦斯治理,主要抽采来源于10#的瓦斯。2.针对I盘区0116120石门,我矿采用穿层钻孔进行消突,钻孔控制范围严格按照防突规定执行,预计2014年3月份可以完成该石门的揭煤工作。3.针对I盘区10#煤层,由于其上覆煤层已经回采,工作面煤层瓦斯含量得到释放,本煤层主要采用矿井低负压瓦斯抽采系统对采空区进行抽放。4.针对I盘区9#煤层,由于其在回采期间瓦斯涌出量较大的问题,我矿采用本煤层长钻孔预抽煤层瓦斯的方法进行工作面瓦斯治理。二、瓦斯治理根据2014-2016年生产接续及采掘工作面的布置情况,各采掘工作面采取的瓦斯治理措施如下:矿井遵循9#煤层10#煤层16#煤层“自上而下”的开采方式,上覆煤层开采后,下覆煤层开采过程中,瓦斯治理难度相对较小。对于其余综采工作面,主要采取本煤层走向长钻孔预抽煤层瓦斯的方式治理瓦斯,对于空白区域施工倾向交叉钻孔进行补抽煤层瓦斯,辅以上隅角采空区埋管抽采等措施,减少采掘过程中瓦斯涌出量,消除采掘过程中瓦斯超限事故。(一)采空区埋管瓦斯抽采方案:011016、011018、011020、020902、020903、020904、020905、021001、021002、021003、021004、010909、010911及0116115工作面采用埋管抽采,管路在回风巷每隔3m串接一个三通管件,安装管路时要用死堵法兰盘封严,防止漏气,随着工作面的推进,管路上的连接口逐步向采空区内靠近,在进入采空区之前,要卸掉死堵法兰盘。随工作面推进埋入采空区后进行抽采。(二)顺层走向长钻孔方案:在采煤工作面运输顺槽施工顺层走向长钻孔进行工作面预抽,工作面回采前对I盘区9#煤层010909、010911工作面、I盘区10#煤层011009工作面和I盘区16#煤层0116115、0116118、0116120、0116122工作面通过地面瓦斯抽采泵实现本煤层预抽及穿层钻孔抽放。三、其它瓦斯防治措施2014年度除建立可靠的通风系统和完善的瓦斯抽放系统外,还考虑采取如下措施综合治理瓦斯:(一)按规定完善安全生产监控系统,对矿井瓦斯浓度、风速等进行连续自动监测,及时、准确地掌握和了解井下通风、瓦斯等情况。(二)充分利用高、低负压瓦斯抽放系统,对煤层瓦斯进行综合抽放。(三)在生产过程中,严格执行煤矿安全规程中的有关规定,加强通风、瓦斯检查、管理工作,并加强矿井瓦斯地质等基础工作,为矿井通风、瓦斯的科学管理提供可靠的依据。(四)排放瓦斯执行乌海能源公司分级排放制度。第四章 可能发生各类事故的地点、原因分析第一节 瓦斯事故的地点、原因分析一、采煤工作面可能发生瓦斯事故的地点011016、011018、0116115、020902、020903工作面。二、采煤工作面发生瓦斯事故的原因分析(一)采煤工作面较易发生爆炸的是工作面的上隅角。由于瓦斯的密度比空气小,易于上浮,且工作面上隅角无新鲜风流,采空区与工作面的瓦斯在此积聚,若回风巷设有回柱绞车或其它电气设备,放炮等产生火源,易形成瓦斯爆炸;另一容易发生爆炸事故的地点是采煤机滚筒附近。因为当滚筒破碎煤体时,瓦斯涌出量大,而滚筒处通风不良,易形成瓦斯积聚,若截齿与支架顶梁或顶板岩石碰撞时发生摩擦火花点燃,形成瓦斯爆炸。(二)由于系统电压不稳定或发生机电事故,造成移动瓦斯抽放泵停运或系统停电,造成上隅角及采面回风顺槽瓦斯超限。(三)回风系统由于顶板事故或巷道变形断面变小,造成回风不畅,引起回风顺槽瓦斯超限。(四)进风系统或采面发生顶板事故或巷道变形断面变小,造成进风量不够,引起采面、上隅角、回风顺槽瓦斯超限。(五)拆装抽放管路时操作不当,上隅角放顶回柱及采面放炮时瓦斯管理不到位。(六)风机房断电使主扇停止运转造成井下无风,容易造成瓦斯积聚。(七)基于以上几种原因的可能,在瓦斯超限地点的机电设备失爆或引起机械火花而造成瓦斯事故。三、掘进工作面可能发生瓦斯事故的地点盘区中组煤回风下山、盘区中组运输下山、盘区中组煤轨道下山车场、盘区新建绞车房及回风巷、盘区中组煤轨道下山、011018回风联络巷、011018回风顺槽、01018切眼、011022车场及回头巷、011020车场及回头巷、011018运输顺槽、011018回风顺槽溜子道及回风联络巷、020903运输顺槽回头巷、020903运输顺槽、0116118回风顺槽、020903运输顺槽、010911回风顺槽及车场、0116118回风顺槽、020903回风顺槽、020903切眼、0116118运输顺槽联络巷及回头巷、010911运输顺槽及车场、0116120钻场及回头巷、0116120车场及回风联络巷。四、掘进工作面发生瓦斯爆炸事故的原因分析(一)掘进工作面较易发生瓦斯爆炸的原因是巷道多数位于煤层中,掘进过程中瓦斯涌出量较大,且又仅靠局部通风机通风,如风筒漏风太大致使风量不足或风速过低,瓦斯容易积聚;若放炮、掘进机、局部通风机,煤电钻等设备操作管理不符合规定产生高温火源,容易造成瓦斯、煤尘爆炸及其它瓦斯事故。(二)由于系统电压不稳定或机电事故及其它原因,造成抽放泵停运或局扇停运,风筒受损等,造成瓦斯超限。(三)过地质构造带未分析清楚,未提前采取措施,引起误揭煤或炮后瓦斯超限。(四)回风系统发生顶板事故,回风不畅引起瓦斯超限。(五)由于通风系统不稳定、通风系统受到破坏、全负压供风量不足等原因导致局扇局部通风机喝循环风而造成瓦斯超限。(六)防突管理不到位,引发煤与瓦斯突出,打钻过程中喷孔等。(七)基于以上几种原因的可能,如果有电器失爆或遇机电事故机械火花则引起瓦斯事故。第二节 顶板事故的地点、原因分析一、可能发生顶板事故的地点(一)回采:011016、011018、0116115、020902、020903工作面。(二)掘进:盘区中组煤回风下山、盘区中组运输下山、盘区中组煤轨道下山车场、盘区新建绞车房及回风巷、盘区中组煤轨道下山、011018回风联络巷、011018回风顺槽、01018切眼、011022车场及回头巷、011020车场及回头巷、011018运输顺槽、011018回风顺槽溜子道及回风联络巷、020903运输顺槽回头巷、020903运输顺槽、0116118回风顺槽、020903运输顺槽、010911回风顺槽及车场、0116118回风顺槽、020903回风顺槽、020903切眼、0116118运输顺槽联络巷及回头巷、010911运输顺槽及车场、0116120钻场及回头巷、0116120车场及回风联络巷。二、发生顶板事故的原因分析(一)9#层采掘工作面:9#煤层厚度大,采掘过程中沿煤层底板施工,巷道(或工作面)顶板为煤岩互层,极不稳定,特别是掘进巷道断面大,增加了控制顶板的难度。故9#层采掘工作面极易发生冒顶事故。(二)10#层采掘工作面:10#煤层距上覆9#层间距小,9#层在采掘过程中对10#层顶板有不同程度的破坏,另外,10#煤层较薄,底板坚硬,10#层掘进回采巷道时需要挑顶。因此,10#层采掘工作面经常出现漏顶现象,引发事故。(三)16#层采掘工作面:16#层为泥岩顶板,裂隙、层理都比较发育,尤其是现在施工的16-2煤层16-1煤层距上覆16上煤层间距小,16-1煤层在采掘过程中对16-2煤层顶板有不同程度的破坏。特别是盘区北部(即0116115运输顺槽和回风顺槽)顶板不稳定,采掘过程中,存在发生顶板事故的危险性。(四)回采工作面上下安全出口处压力大,容易发生顶板事故。(五)回采工作面支架初撑力不够,造成采面发生顶板事故。(六)回采工作面控顶面积大、无特殊支护。(七)掘进、维修巷道工作面迎头,巷道交岔口、开口点、地质构造变化带、巷道布置密集区、空顶处等控顶面积大,无临时支护。(八)支护质量低劣,未按支护设计要求施工,造成支护强度不够。(九)掘进工作面地质资料不清,造成支护强度不够。(十)支护参数不科学、不合理,不能有效地支护控制顶板。第三节 机电、运输事故的地点、原因分析一、可能发生机电事故的地点35KV变电所、II盘区地面变电所、瓦斯泵站配电点、主扇机房配电点、主运输设备配电点、主提升设备配电点、各采区变电所、各水泵房配电点、各综采工作面设备列车及设备硐室处、各掘进工作面电气设备配电点、各回撤工作面配电点、各安装工作面配电点。二、发生机电事故的原因分析(一)电业局所辖变电所设备或线路出现故障,导致35KV变电站停电,致使全矿井停电。(二)由我矿自己所辖35KV线路或设备出现故障导致35KV变电站停电导致全矿井停电。(三)我矿6KV架空线路出现故障导致矿井局部地点出现停电。(四)继续使用国家淘汰设备或矿井报废设备。(五)矿井使用无煤安标志电气设备或非防爆电气设备。(六)使用检修不合格电气设备。(七)使用电气设备时甩掉保护装置。(八)未按规定及时检查维护电气设备。(九)使用失爆的电气设备。(十)使用安装不合格电气设备。(十一)职工违章操作或误操作电气设备。(十二)未按规定程序安装、维护、检修、回撤电气设备。三、可能发生运输事故的地点(一)主井、1070大巷、集中运输巷、II盘区运输上山、下组煤皮带道、中下组煤皮带联络巷、中组煤皮带道、各回采工作面及运输顺槽、各掘进工作面。(二)1#副井、II盘区绞车道、中组煤绞车道、中组煤延伸绞车道、下组煤绞车道、各采掘工作面绞车安装硐室处、回撤和安装工作面绞车安装硐室处、各采掘工作面车场片口处和电机车运输点。四、发生运输事故的原因分析(一)主运输皮带机磨损过大出现断带,造成矿井停产。(二)钢丝绳磨损断丝超限,造成断绳跑车事故。(三)“一坡三挡”设施安装使用不齐,或安装质量不合格,未真正切实起到阻挡车的作用。(四)未严格执行“行人不行车、行车不行人、不作业”制度。(五)设备安装不合格,设备不完好,安全设施不齐全。(六)轨道铺设质量差,巷道变形。(七)提升装载“超重、超长、超宽”物件。(八)职工违章操作或误操作运输设备。(九)未在使用前检查钢丝绳、三环链、连接销子等运输部件的完好性。(十)未在煤仓、溜煤眼、皮带搭接处、人员通行频繁皮带处安设保护栅栏等防护设施。(十一)未按规定程序安装、使用、维护、检修、回撤运输设备。第四节水灾事故的地点、原因分析一、可能发生水害事故的地点(一)地面:四斜、大龙山及骆驼山河槽;5号坑露天采剥坑。(二)井下:1070大巷、011016、011018、020902、020903工作面;盘区中组煤回风(上)下山、盘区中组运输(上)下山、盘区中组煤轨道(上)下山车场、盘区新建绞车房及回风巷、盘区中组煤轨道(上)下山、盘区中组煤轨道下山、盘区下组煤轨道下山、盘区中组煤南(北)部风道、盘区下组煤(南)北部风道、盘区中(下)组煤运输下山、011018回风联络巷、011018回风顺槽、011018切眼、011022车场及回头巷、011020车场及回头巷、011018运输顺槽、011018回风顺槽溜子道及回风联络巷、020903运输顺槽回
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