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文档简介

煤矿瓦斯治理方案 目 录 0 目目 录录 前前 言言 .1 第一章第一章 矿区概述矿区概述 .4 第一节 概述.4 第二节 开采技术条件.5 第二章第二章 矿井开拓开采现状矿井开拓开采现状 .7 第一节 井田开拓.7 第二节 井下开采.10 第三节 主要生产系统概况.12 第四节 矿井“一通三防”存在的问题.16 第五节 六大系统的建设情况说明.17 第三章第三章 瓦斯治理的必要性和可行性瓦斯治理的必要性和可行性 .18 第四章第四章 瓦斯治理方案瓦斯治理方案 .20 第一节 通风系统治理方案.20 第二节 防尘供水系统治理方案.29 第三节 防灭火系统治理方案.29 第四节 瓦斯抽放治理方案.31 第五节 其它安全技术措施.42 第五章第五章 瓦斯治理保障措施瓦斯治理保障措施 .59 第一节 建立“一通三防”安全管理体系.59 第二节 完善各项管理制度.63 第三节 加强监督检查.64 第四节 建立安全隐患处理应急救援机制.64 第五节 加强日常管理.65 煤矿瓦斯治理方案 目 录 1 附录:附录: xx 县 xx 乡 xx 煤矿采矿许可证 ; xx 县 xx 乡 xx 煤矿瓦斯等级鉴定证书 ; xx 煤田地质局于 xxxx 年 9 月 19 日出具的 xx 煤矿煤尘爆炸性鉴定报告; xx 煤田地质局于 xxxx 年 9 月 19 日出具的 xx 煤矿煤层自燃倾向性鉴定 报告; xx 县 xx 乡 xx 煤矿煤矿生产能力复核证书 。 煤矿瓦斯治理方案 前 言 0 前前 言言 一、瓦斯治理原因一、瓦斯治理原因 为贯彻落实国家能源局关于印发煤矿企业瓦斯防治能力评估办法和基 本标准的通知 (国能煤炭【xxxx】414 号)精神及 xx 省能源局文件xx 省 煤矿企业瓦斯防治能力评估实施意见 (黔能源煤炭【2012】56 号)的要求, 结合 xx 县 xx 乡 xx 煤矿的实际情况,特制定本方案。 二、指导思想二、指导思想 严格遵循国家产业政策和有关规范 、 规定 、 规程 、 标准 ;牢固 树立“以人为本” 、 “安全发展”理念,严格贯彻“安全第一、预防为主、综 合治理”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理 工作方针,切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的 瓦斯综合治理工作体系,紧紧抓住矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现 场管理四个关键环节,根据本矿井的安全生产条件及危害因素分析,采取行之 有效的针对措施,坚持标本兼治、重在治本,进一步完善瓦斯治理结构,落 实瓦斯防治管理制度,提高装备水平和提高矿井防治瓦斯灾害能力,建立健 全稳定可靠的矿井通风系统,科学合理的瓦斯抽采体系,有效管用的监测监 控网络和严格规范的现场管理制度。 三、瓦斯防治基本要求三、瓦斯防治基本要求 进一步加强“一通三防”管理,找出矿井通风系统和瓦斯治理工作中存 在的主要问题和隐患、制定确实可行的整改措施,建立健全“一通三防”管 理制度,提高安全管理水平,使矿井通风系统合理,稳定、可靠,瓦斯治理 工作到位。力求达到生产布局优化、开拓开采正规、系统合理可靠、监测监 控有效、现场管理到位,为实现安全生产状况明显好转的目标奠定坚实基础。 煤矿瓦斯治理方案 前 言 1 四、瓦斯治理基本原则四、瓦斯治理基本原则 1. 严格贯彻落实“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针, 坚持标本兼治,重在治本的原则。 2. 合理生产布局,确保抽、掘、采关系平衡。 3. 瓦斯治理能力大于生产能力。 4. 建立完善可靠的通风系统(通风可靠)确保系统合理、设施完好、风 量充足、风流稳定。 5. 加大瓦斯抽采力度(抽采达标) ,实现“多措并举、应抽尽抽、抽采平 衡、效果达标”的要求。 6. 建立有效的安全监测监控系统(监控有效) ,确保装备齐全、数据准确、 断电可靠、处置迅速。 7. 严格管理(管理到位) ,完善制度、落实责任、认真执行、严格监督。 8. 排除隐患,将事故消灭在萌芽状态之中,杜绝事故的发生。 五、瓦斯治理目标五、瓦斯治理目标 1. 防范一般瓦斯事故、杜绝较大瓦斯事故与重大瓦斯事故; 2. 防范采、掘工作面瓦斯超限; 3. 建立完善的瓦斯防治系统,最大限度地消除瓦斯危害; 4. 建立完善的瓦斯监测监控系统,确保监控有效。 六、瓦斯治理重点六、瓦斯治理重点 我矿现在正进行 30 万吨/年生产矿井,现阶段有 10104 采煤工作面,和 四个掘进工作面:1426 瓦斯抽放巷、1426 专用回风巷、1333 东瓦斯抽放巷、 10901 切眼。在生产过程中瓦斯治理工作重点是:抓好通风系统、瓦斯抽放 系统、监测监控系统的管理和防治煤与瓦斯突出工作,做到瓦斯治理、巷道 煤矿瓦斯治理方案 前 言 2 开拓、煤巷掘进、采面回采均衡发展,不掘突出头,不采突出面,严防出现 “一通三防”事故。 瓦斯治理是一个系统工程,根据我矿生产现状及各系统实际情况分析, 治理方案应以煤巷掘进工作面、采煤工作面瓦斯抽采达标、消突、通风系统 优化、善安全监测监控系统为重点,以消除瓦斯事故、隐患为目标,配合各 项保障措施来达到瓦斯治理的基本要求。 七、瓦斯治理主要依据七、瓦斯治理主要依据 (一)政策法规(一)政策法规 1. 煤矿安全规程 (xxxx 年版) ; 2. 煤矿井工开采通风技术条件(AQ10282006) ; 3. 矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ10182006) ; 4. 煤矿井下粉尘综合防治技术规范(AQ10202006) ; 5. 煤矿瓦斯抽采标准(AQ10272006)及瓦斯抽采指标 (AQ10262006) ) ; 6. 国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局防治煤与瓦斯突 出规定 。 (二)主要技术资料(二)主要技术资料 1、xx 县 xx 乡 xx 煤矿开采方案设计。 2、xx 县 xx 乡 xx 煤矿安全专篇说明书。 3、xx 县 xx 乡 xx 煤矿资源储量核实报告。 4、xx 县 xx 乡 xx 煤矿资源开发利用方案说明书。 5、xx 县 xx 乡 xx 煤矿采掘工程平面图、通风系统图。 6、煤矿“三个鉴定报告” (矿井瓦斯等级鉴定、煤尘爆炸性鉴定、煤层 自然倾向性鉴定) 。 煤矿瓦斯治理方案 前 言 3 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 4 第一章第一章 矿区概述矿区概述 第一节第一节 概述概述 一、交通位置一、交通位置 xx 煤矿位于 xx 县南东 xx 乡境内,属于 xx 省 xx 格目底煤矿苏田井田 东段。距六盘水南编组站 25 公里,水(城)-xx 公路从矿区经过,该煤矿 属 xx 县 xx 乡管辖。地理坐标:东经 10455261045659, 北纬 254043-254118。交通运输条件较为方便。 二、矿区范围二、矿区范围 根据 xx 省国土资源厅 xxxx 年 5 月颁发的 xx 县 xx 乡 xx 煤矿采矿许 可证副本(证号:C5200002009121120054570) ,xx 县 xx 乡 xx 煤矿井田开 采标高为+1650+1250m,矿区面积 1.4768km2,矿区走向长约 2.6km,南北 宽约 0.57km。矿区范围由以下 4 个拐点圈定,与周边矿井无矿界重合。矿 区范围拐点坐标见表 1-4-1。 表 1-1 矿区范围拐点坐标 (按 1980 西安坐标系.高程采用 1985 国家高程基准) 拐 点 X 坐标Y 坐标 拐 点 X 坐标 Y 坐标 0 2931816 .82 35492330 .7 1 2930642. 81 35494582 .71 2 2931271 .81 35494920 .72 3 2932218. 83 35492512 .71 开采深度:+1650m1250m 第二节第二节 开采技术条件开采技术条件 一、水文地质一、水文地质 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 5 xx 矿区地形高差较大,基岩裸露,面积较大,含水带与相对隔水带 相间分布。大气降水是地下水的主要补给来源,地下水的排泄条件比补给 好。煤层大部分赋存在当地侵蚀基准面以下,矿井直接充水含水段是龙潭 煤组中的碎屑岩夹煤层及薄层碳酸盐岩地层,含水性质属层间裂隙水,富 水性弱。断层带水文地质特征为上二叠统地层表现为富水性较弱,导水性 差。因此,矿区水文地质类型是以裂隙充水为主。 矿井受采掘破坏或影响的主要是煤层顶底板含粉砂岩、泥岩及粉砂质 泥岩,其补给条件较好,补给水源充沛。采掘工程、矿井安全可能受水害 威胁较大。 矿井侵蚀基准面+1425 米,矿井正常涌水量:58m3/h,最大涌水量:128m3 /h,水文地质条件为复杂类型。矿井应加强水文地质工作,进一步查清矿 井的涌水情况。 二、二、 瓦斯、煤尘及煤的自然倾向性瓦斯、煤尘及煤的自然倾向性 1、瓦斯 瓦斯:根据 xx 省能源局(黔能源发xxxx833 号)文件关于六 盘水市煤矿 xxxx 年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复 ,xx 煤矿矿井相对瓦 斯涌出量为 m3/t,绝对瓦斯涌出量为: 9.29m3min; 鉴定结论为高瓦斯矿井。 根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室 xxxx 年 5 月 4 日对 xx 县 xx 煤矿对 C1、C12、C13 煤层鉴定为煤与瓦斯突出煤层。 2、煤层自燃 煤的自燃倾向及煤尘爆炸危险性:根据 xx 省煤田地质实验局 C1、C12 号煤层所作的原煤煤质检验结果及煤尘爆炸性鉴定报告,xx 煤矿 C1、C12 均有煤尘爆炸性、自燃倾向为级。即煤层自燃进行设计和管理。 3、煤尘爆炸性 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 6 根据 xx 省煤田地质局实验室 2010 年 8 月 14 日提交的xx 省 xx 县 xx 乡 xx 煤矿煤尘爆炸危险性鉴定报告 ,本矿 C1、C12、煤层的煤尘定均 为有煤尘爆炸危险性,其他煤层未取样进行鉴定,因此,本矿按煤层有煤 尘爆炸危险性进行设计和管理。 第二章第二章 矿井开拓开采现状矿井开拓开采现状 第一节第一节 井田开拓井田开拓 一、开拓方式 xx煤矿设计生产能力为30 万t/a,目前正在建设之中。矿井采用斜井 开拓,主斜井布置于矿井23 边界钻孔ZK133 西侧320m 处,井口标高 +1498m,方位角88.5,倾角24.5,长约391m,布置于C18b 煤层底板岩 层内,大致沿煤层走向布置。回风斜井布置在主斜井北侧,距主斜井约 85m,井口标高+1519.6m,方位角86.5,倾角24,长约450m,布置于 C18b 煤层底板岩层内,大致沿煤层走向布置。副斜井布置在主斜井与回 风斜井之间,距主斜井53m,井口标高+1517.8m,方位角86,倾角 24.5,长约439.4m,布置于C18b 煤层底板岩层内,大致沿煤层走向布置。 矿井以一个采区、一个炮采工作面(工作面平均斜长90m,年推进度 845m)生产,即可达到设计能力。 矿井划分为一个水平,四个采区,采煤方法走向长壁后退式,工作面 采用柔性掩护支架支护。 二、水平、采区划分 由于本矿井境界小,并由于现有的井巷布置特点,设计划分为二个水 平,四个采区开采。 三、采区巷道布置 主斜井、副斜井和回风斜井口标高分别为 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 7 +1498m、+1517.8m、+1519.6m,方位角分别为88.5、86、86.5,井 筒倾角均分别为24.5、24.5、24。本矿煤层平均倾角72,主斜井、 副斜井、回风斜井、井底车场、石门等巷道均改造原15 万t/a 巷道,主 斜井布置于C18b 煤层底板岩层中,距C18b 号煤层(垂距)20m。主斜井 掘进方位角268.5,倾角24.5,掘进391m 至+1337.1m 标高,然后在 +1337m 标高附近,井底车场、水仓等;回风斜井布置于C18b 煤层底板岩 层中,以方位角266.5、倾角24掘进,掘进450m 至1337m 水平通过井 底联络巷与主、副斜井贯通,形成通风系统;副斜井布置于C18b 煤层底 板岩层中,以方位角266、倾角24.5掘进,掘进439.4m 至1336m 水平, 在+1436m 标高继续掘进26m 井底车场+1337m 标高,通过井底联络巷与主 斜井、回风斜井贯通,形成通风系统。在井底车场附近掘进水泵房,主副 水仓,中央变电所,并安设相应设施设备。 矿井在+1436m,+1426m,+1378m,+1388m ,+1333m标高掘石门、联络 巷,石门、联络巷按功能、通风要求与主、副、回风斜井连接。 在1436、1436、1378、1388石门掘穿C1 煤层位置,沿煤层走向,掘 进10101 采面运输巷、回风巷,10102 采面运输巷、回风巷。10101采面、 10102采面已回采完毕;正在回采的10104采面回风巷布置在+1378m水平C1 煤层中,运输巷布置在+1333水平C1煤层中。 四、开采顺序 1、采区开采顺序 矿井划分四个采区开采,采区间采用下行式开采顺序,即一采区二 采区三采区四采区。 2、煤层开采顺序 矿区内可采、局部可采煤层9 层,从上到下依次为 C1、C5、C6、C7、C8、C9、C12、C13、C18b 煤层,根据防突设计的要求, 坚持区域防突先行,矿井先采C1 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 8 号煤层并以此煤层为保护层,后采下邻近煤层,各煤层开采顺序坚持下行 式开采。 3、区段开采顺序 区段开采顺序采用下行式。 五、采煤方法、顶板管理 本井田主采煤层9 层,首采C1 煤层,C1 煤层为中厚煤层,平均厚度 2.8m;下邻近煤层中:C12 为厚煤层,其余均为薄煤层。煤层平均倾角 72,属于急倾斜煤层,设计采用伪倾斜柔性掩护支架后退式采煤法,采 用炮采工艺。 回采工艺、工作面支护及顶板管理 采煤工作面设计采用炮采工艺。 落煤方式:煤电钻打眼,放炮落煤。 运输方式:工作面采用搪瓷溜槽自溜运输,工作面运输巷采用 SDZ420/22 型刮板转载机配合DSJ65/40/240 型带式输送机运输原煤。 支护方式:柔性掩护支架支护 矿井在布置完成工作面运输巷、回风巷已经开切斜巷后,然后将预先 加工好的多边形掩护支架(该掩护支架采用11#矿工钢制作,其规格为 2.32.8m 长)在开切斜巷下口向工作面回风巷安设掩护支架,在安装过 程中采用4 根直径28mm 的钢丝绳对支架四边进行连接,支架与支架之间 用规格为100mm100m 的撑木固定,钢绳和支架之间用螺栓和垫板固定, 支架上方铺上荆笆。在工作面支架安装完成后采用单体液压支柱从下往上 进行调架,使支架下采面的空间满足行人、通风、采煤等要求。掩护支架 调整安装好一段时间后将平巷支架撤除,巷道上方的煤柱随之冒落,使掩 护支架上面有一层碎煤和矸石的垫层,用以保护掩护支架。在采面回风巷 内超前安装掩护支架的长度不得小于5m。 顶板管理:采用全部陷落法管理顶板。 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 9 六、掘进方法 掘进工作面设计配备MS-II型风煤钻和EZ2-2.0 型岩石电钻打眼,采用 远距离放炮掘进。 七、支护形式 结合本矿井的实际情况,考虑巷道的服务年限及层位,在正常情况下, 岩层巷道采用料石砌碹或锚喷支护,破碎地段可根据情况改用其它有效支 护形式。矿井开拓巷道、准备巷道及硐室均采用砌碹或锚喷支护。其它回 采巷道均采用金属支架。 第二节 井下开采 一、井田内原小窑开采情况一、井田内原小窑开采情况 xx 煤矿井田内原有多个小窑开采,小窑开采历史悠久,小煤窑多以自 取燃煤为主,季节性开采,开采深度一般不超过 100m。采煤、开拓、运 输等方式原始简漏,采用自然通风和排水。 二、现工作面位置二、现工作面位置 10104 采煤工作面运输巷布置于+1333m 水平 C1 煤层、+1333m 水平 石门以东,老井边界断层以西;10104 采面回风巷布置于+1378m 水平 C1 煤层、1378 石门以东,老井边界断层以西,采面上部为 10101、10102 采 空区。 接续工作面为 10901 采煤工作面。10901 采面回风巷布置于+1426m 水 平 C9 煤层、1426 石门以西,F12 断层以东,10901 运输巷布置于+1388 水 平 C9 煤层、+1388 水平石门以西。 三、采区巷道布置三、采区巷道布置 矿井主斜井、副斜井、回风斜井在 1333 水平通过石门联通形成回风 系统。在:+1436m、+1426m、+1388m、+1378m、+1333m 水平采用石门揭 露可采煤层,石门与副井、风井、主井沟通。采煤工作面回风巷、运输巷 沿各可采煤层布置。首采工作面布 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 10 置于 C1 煤层 1436 石门与 1388 石门之间。运输顺槽、回风顺槽至采区 (井田)边界,通过切眼勾通上、下顺槽,构成回采工作面进、回风系统, 形成矿井生产系统。首采工作面 10101 工作面,接替 10102 工作面, 10104 工作面均布置于 C1 煤层中,接替工作面 10901 工作面布置于 C9 煤 层中。区段间留设小煤柱,采用沿空掘巷的方式进行接替,设计以一个炮 采工作面保证矿井生产能力。 四、采煤方法与采煤工艺四、采煤方法与采煤工艺 1、采煤方法选择 (1)采煤方法选择考虑的因素 1)主采煤层属倾斜煤层,杨子准地台黔北台隆六盘水断陷威宁北西 向构造变形区,位于格目底向斜南西翼西段,其总体构造形态呈单斜岩层。 地层走向东西,倾向南北,倾角 6580。 2)可采煤层的顶板岩性主要为粉砂岩、粉砂质泥岩、细砂岩、泥质 粉砂岩、泥岩、炭质泥岩;煤层底板为泥岩、粘土岩,泥岩、粘土岩,岩 性、厚度及其组合关系具有复杂多变性,且同一岩性的力学强度变化颇大, 稳定性也具有复杂多变性。 3)本矿按有煤瓦斯突出、煤尘有爆炸危险性,煤层容易自燃设计和 管理。 (2)采煤方法的选择 根据煤层赋存条件、开采技术条件及水文地质条件,设计投产时的采 煤方法为走向长壁采煤法。 2、采煤工艺及机械配备 (1)工作面支护及顶板管理 工作面采用“四六”制作业,以一个炮采工作面达到 30 万吨/年设计能 力。采煤工作面长 4050m,伪倾斜长 90100m。 采面采用柔性掩护支架 支护,采面配 DW14-300/100X 单 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 11 体支柱 控制顶板。支柱间距为 5m,全部垮落法管理顶板。 (2)采煤工作面机械配置及运输方式 采煤工作面采用放炮落煤,煤炭自溜至运输巷刮板机。工作面运输巷 采用刮板机和皮带机运输。 (3)掘进工作面设备配备 设计布置三个瓦斯抽放巷,配备 3 台 7655 型凿岩机,一台 P-30B 耙 装机、一台 PZ-5 型喷浆机。二个煤巷掘进工作面,配备 1 台 MS型风 煤钻,所有工作面并配备 ZDY-750 型探水钻,FBD-6.3/218.5 型局扇。 炮掘施工,矿车运输。掘进矸石经各掘进头到轨道石门,经副斜井绞车提 升运输至地面排矸场。 (4)工作面接替顺序 矿井一采区首采工作面为 10101 工作面,依次是 10102 工作面、 10104 工作面、10501 工作面、10502 工作面,10901 工作面、10902 工作 面,一采区开采完毕,进入二采区准备。 第三节第三节 主要生产系统概况主要生产系统概况 一、矿井通风一、矿井通风 1、通风方式:中央并列式 主斜井、副斜井进风,专用回风井回风,为两进一回。 2、通风方法:机械抽出式 3、选用 FBCDZ16,型防爆轴流式风机,配用 275kW 电机。 其技术特征:通风机压力 H=1722403Pa;风量 Q=1332 3480m3/min;功率 275kW,共选用 2 台,其中 1 台工作,1 台备用。 4、掘进通风为压入式局扇通风,局扇型号:FBD-6.3/ 218.5kW。 二、运输系统二、运输系统 1、副斜井提升机选用 JTP1.61.5 单绳缠绕提升绞车,滚筒直径 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 12 D=1600,滚筒宽度 D=1500,滚筒最大负荷 Fj42kN,减速器减速比 i=20, 最大提升速度 Vm4.0m/s、电机选择 YR315M2-8 型电机, 132kW,730r/min,380V 的提升绞车拉单勾串车作为矿井辅助提升; 2、主斜井安装型号为 DTC80/20/250 型带式送机,带宽为 800mm,带 速 2.0m/s,小时运输能力 200t/h ,适用井筒倾角 2029,配套电机功 率 250KW,供电电压为 380/660V。 主斜井皮带机综合保护选用 KHP128 煤矿用带式输送机保护装置。主 要保护有 KHJ 矿用本安型急停闭锁开关、GVY1.5 撕裂传感器、GUJ30 堆煤 传感器、GSC2 转速传感器、GWD100 温度传感器、CQQ0.1 烟雾传感器、 GEJ30 跑偏传感器。 3、采煤工作面运输巷采用 DTL65/10/22 型皮带和 SGB420/40T 刮板机 运输。 三、排水系统三、排水系统 矿井正常涌水量为 64m3/h,矿井井下各积水用水泵或水沟排至 1333 水平井底水仓,再由主排水泵经副斜井排至矿井污水处理站。井底布置内 外两个水仓,主水仓长度共 80m,容量 840m3,副水仓长度 60m 容量 630m3。水仓容积大于设计要求。 水泵选用选用 MD200435 型排水泵 3 台,防爆电动机功率 250kW、660V;水泵工况点参数为:流量 280m3/h,扬程为 215m;排水管路 选用210mm 无缝钢管 2 趟, 一趟使用,一趟备用。 四、压风系统四、压风系统 我矿在工业场地内建立了空压机房,采取集中供风的方式向井下供风; 矿井安装有 GA110-8.5 型空气压缩机 1 台,排气量 313 L/S,排气压力 8/8.5Bar,配套电机:功率 110kW;GA75AP-10 型空气压缩机 2 台,排气量 184 L/S,排气压力 9.5/10Bar,配套电机:功率 75kW;(2 台工作,1 台 备用) 。 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 13 压风满足:正常情况下风动工具耗风;满足灾害情况下压风自救 系统耗风。 五、供电系统五、供电系统 矿井采用双回路电源供电,双回路均来自小牛煤业有限公司 35KV 变 电站变电站 10KV(双路)线向 xx 煤矿供电。 在地面变电所安装两台 S11-10/10/0.4 型变压器,其中 1 用 1 备。供地 面主扇、抽放泵、压风机等设备用电;地面的变压器中性点接地。地面生 产系统的配电设备,采取在工业广场集中布置在配电室内。 采用 10kv 高压入井,井下供电由井下变电所供给,经井下变电所变 压后以 0.66kv 向井下用电负荷供电。 配备 1 台 KBSG315/10/0.69 型变 压器向井下采、掘工作面等用电设备供电。变压器中性点严禁接地。 选 取两 KBSG-200/10/0.69 型变压 器向井下局部通风机供电;变压器中性点 严禁接地。 六、防尘系统六、防尘系统 工业广场西北面山坡地标高为+1516m 建设一个 300m3生活、消防水池, 副井管路采用108mm 无缝钢管一趟入井、风井和主井管路分别为50mm 钢管、掘进巷道采用50mm 钢管进行供水。管路每隔 50m 洒水支管和阀门 (每支管处设三通) ,掘进工作面水幕、隔爆棚按规定安设,掘进工作面、 井下主要硐室配备足量的消防栓,完全能够满足矿井及地面防尘和消防需 要。 井下配有防尘管网、洒水及喷雾装置,设施齐全全,有隔爆设施。 七、通讯系统七、通讯系统 我矿对外通讯有通信线网,在调度室和地面变电所安装移动公司固定 电话。矿井对外有一台专用电话,调度电话选用 SW-2000HK 型矿用本质安 全型电话交换机,交换机设在矿办公楼内,容量可达 88 门,设置 34 个直 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 14 通用户(其中地面 19 个,井下 15 个) ,地面使用自动按键话机,井下和 瓦斯抽放、绞车房、井口检身站使用为 KTH-16 本安型话机。话线选用 MHJYV-220.28 型矿用阻燃通讯电缆。地面电话设置地点为办公楼、门 卫、调度室、监控室、空压机房、主井机头、矿灯房、炸药库、瓦斯泵房、 通风机房、变电所、配电房、机修车间、仓库、矿领导、各科室、磅房等 地点,井下电话设置地点为井底车场、车场摘挂勾处、绞车房、主泵房、 变电所、永久避难所、临时避难所、回采工作面、掘进工作面、放炮地点、 煤仓上口、煤仓下口、配电点等地点 八、安全监测系统八、安全监测系统 矿安装 KJ90NA 型煤矿综合监控系统进行安全监控。在地面设置有监测 监控中心站。在采掘工作面、回风巷、必要的进风巷等地点设置有甲烷传 感器。同时安设了传感器对井下水仓水位、瓦斯浓度、一氧化碳、温度、 风速、压差、风门开停、主要通风机、局部通风机开停等的设施,并对运 行状况等进行实际监测监控,并与上级主管部门监控中心联网。 矿井安全监测监控系统共布置有 8 个监测分站,其中,井下设 5 个分站,地面设 3 个分站。各类传感器数量配备足够,并按要求进行定期 检测检验和调校,监控系统运行正常。 我矿建立了安全检测仪器仪表的检测检定、调校、维修、发放管理制 度。矿井通风检测仪器仪表、矿井气体参数检测仪、矿井粉尘检测仪器仪 表及地质测量器具等,均按期进行计量检定。 九、瓦斯抽放系统九、瓦斯抽放系统 本矿安装 2BEA-303 型高负压瓦斯抽放泵两台,电动机功率 75kw,流 量 52 m3/min,最大吸气压 33 KPa;高负压主管管路选用3258mm,支 管选用2737mm 无缝钢管,本矿安装 2BEC42 型低负压瓦斯抽放泵两台, 电动机功率 132kw,流量 120 m3/min,低负压抽房管主支均为3258mm 的无缝钢管。 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 15 第四节第四节 矿井矿井“一通三防一通三防”存在的问题存在的问题 一、通风系统现状及存在的主要问题一、通风系统现状及存在的主要问题 矿井通风方式设计为中央并列式通风,风流从主斜井和副斜井进入, 经 1333 运输石门、10104 运输巷到工作面,最后从 10104 专用回风巷、专 用回风斜井回出。局部通风机采用压入式通风。 主要存在的问题: 1、1426 掘进工作面均采用局扇供风,供风距离已达 650 米,通风距 离长,工作面迎头出口风量小。 2、采掘工作面布置于多个区段,通风设施较多,掘进工作面采用电 瓶车运输,风门连锁使用不正常。 3、瓦斯抽放巷钻场采用扩散通风,瓦斯时有超限情况。 我矿已经采取措施,加大对通风设施的维护,加强局部通风管理,增 大风筒直径;制定电瓶车进出风门管理制度,对同时打开两道风门现象进 行重罚;及时对瓦斯抽放钻场进行密闭。 二、防尘供水系统现状及存在的主要问题二、防尘供水系统现状及存在的主要问题 防尘供水系统目前从地面高位水池到井口,各井筒供水管路均为独立 的管网,各井筒按安全专篇设计设置防尘洒水喷雾装置,工作面设置 临时洒水降尘装置,放炮后及时对煤矸进行洒水。 存在主要问题:1-5 月枯水季节工业用水较困难,在副斜井口设置一 沉淀池将施工用水沉淀后再循环利用,为节约用水未对巷道进行定期洗尘。 三、防灭火系统现状及存在的主要问题三、防灭火系统现状及存在的主要问题 束管检测系统不能正常使用(进厂家维修) 。 四、瓦斯抽放系统现状及存在的主要问题四、瓦斯抽放系统现状及存在的主要问题 1、井下瓦斯抽放负压达不到 13KPa; 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 16 2、抽放支管未开展瓦斯流量、浓度、负压工作。 第五节第五节 六大系统的建设情况说明六大系统的建设情况说明 一、 安全监控系统 矿安装 KJ90NA 型煤矿综合监控系统进行安全监控。在地面设置有监测 监控中心站。在采掘工作面、回风巷、必要的进风巷等地点设置有甲烷传 感器。同时安设了传感器对井下水仓水位、瓦斯浓度、一氧化碳、温度、 风速、压差、风门开停、主要通风机、局部通风机开停等的设施,并对运 行状况等进行实际监测监控,并与上级主管部门监控中心联网。 矿井安全监测监控系统共布置有 8 个监测分站,其中,井下设 5 个分站,地面设 3 个分站。各类传感器数量配备足够,并按要求进行定期 检测检验和调校,监控系统运行正常。 我矿建立了安全检测仪器仪表的检测检定、调校、维修、发放管理制 度。矿井通风检测仪器仪表、矿井气体参数检测仪、矿井粉尘检测仪器仪 表及地质测量器具等,均按期进行计量检定。 二、 人员定位系统: 我矿安装了 KJ133C 型人员定位管理系统,并在井下规定地点设置了 定位分站,所有入井人员发放了信息卡,系统有效地实时传输井下人员活 动情况,系统运行正常。 三、 通信联络系统: 我矿对外通讯有通信线网,在调度室和地面变电所安装移动公司固定 电话。矿井对外有一台专用电话,调度电话选用 SW-2000HK 型矿用本质安 全型电话交换机,交换机设在矿办公楼内,容量可达 88 门,设置 34 个直 通用户(其中地面 19 个,井下 15 个) ,地面使用自动按键话机,井下和 瓦斯抽放、绞车房、井口检身站使用为 KTH-16 本安型话机。话线选用 MHJYV-220.28 型矿用阻燃通讯电缆。地面电话设置地点为办公楼、门 卫、调度室、监控室、空压机房、 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 17 主井机头、矿灯房、炸药库、瓦斯泵房、通风机房、变电所、配电房、机 修车间、仓库、矿领导、各科室、磅房等地点,井下电话设置地点为井底 车场、车场摘挂勾处、绞车房、主泵房、变电所、永久避难所、临时避难 所、回采工作面、掘进工作面、放炮地点、煤仓上口、煤仓下口、配电点 等地点。 四、 紧急避险系统: 我矿在井底车场建立了永久避难硐室,在煤矿掘进工作面专用回风口 以里 1520 米建设了临时避难硐室。 为入井人员配备了额定防护时间不低于 30 分钟的自救器。避难硐室 设置有向外开启的隔离门,隔离门设置标准按照反向风门标准安设,室内 净高大于 2m,深度满足扩散通风的要求,长度和宽度则根据可能同时避难 的人数确定,其中采区避难硐室能满足 20 人避难,且每人使用面积不得 少于 0.5m2。避难所内支护良好,并设有与矿(井)调度室直通的电话;避 难所内安设有饮用水管路和供给空气的设施(带有阀门控制的呼吸嘴) , 每人供风量不少于 0.3m3/min。 五、 压风自救系统: 我矿在工业场地内建立了空压机房,采取集中供风的方式向井下供风; 矿井安装有 GA110-8.5 型空气压缩机 1 台,排气量 313 L/S,排气压力 8/8.5Bar,配套电机:功率 110kW;GA75AP-10 型空气压缩机 2 台,排气量 184 L/S,排气压力 9.5/10Bar,配套电机:功率 75kW;(2 台工作,1 台 备用) 。 在掘进工作面、采煤工作面进风巷、回风巷每个 4050 米安设了临时 避难用自救袋 六、 供水施救系统: 本矿有完善的防尘洒水供水系统,工业广场西北面山坡地标高为 +1516m 建设一个 300m3生活、消防水池,副井管路采用108mm 无缝钢管 瓦斯治理方案 第二章 矿井开拓开采现状 18 一趟入井、风井和主井管路分别为50mm 钢管、掘进巷道采用50mm 钢 管进行供水。管路每隔 50m 洒水支管和阀门(每支管处设三通) ,掘进工 作面水幕、隔爆棚按规定安设,掘进工作面、井下主要硐室配备足量的消 防栓,完全能够满足矿井及地面防尘和消防需要。 煤矿瓦斯治理方案 第三章 瓦斯治理的必要性和可行性 19 第三章第三章 瓦斯治理的必要性和可行性瓦斯治理的必要性和可行性 一、瓦斯治理的必要性一、瓦斯治理的必要性 煤矿瓦斯事故是制约煤矿企业安全发展、可持续发展和安全稳定的突出问 题,煤矿必须认识瓦斯治理的重要性和必要性。 我矿为新建矿井,地处格目底向斜的转弯带,矿井地质构造复杂,格目底 向斜划定为突出区域,建设过程中需要揭露各开采煤层,煤层层数多,石门揭 煤频繁,为此,我矿瓦斯治理工作更显得事在必行。 二、瓦斯治理可行性二、瓦斯治理可行性 为切实搞好瓦斯综合治理,煤矿要认真严格贯彻“安全第一、预防为主、 综合治理”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理 工作方针,切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦 斯综合治理工作体系,紧紧抓住矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现场管 理四个关键环节,根据本矿井的安全生产条件及危害因素分析,采取行之有效的 针对措施,坚持标本兼治、重在治本,进一步完善瓦斯治理结构,落实瓦斯防 治管理制度,提高装备水平和提高矿井防治瓦斯灾害能力,建立健全稳定可靠 的矿井通风系统,科学合理的瓦斯抽采体系,有效管用的监测监控网络和严格 规范的现场管理制度。矿井瓦斯事故是可控、可防、可治的。 三、瓦斯治理的主要内容三、瓦斯治理的主要内容 根据我矿现状和存在的主要问题,我矿瓦斯治理的主要内容为:优化通风 系统,合理的进行生产布局,坚持开采解放层,加强瓦斯抽放系统的管理和使 用,加强瓦斯监测监控系统的管理和使用,严格按防治煤与瓦斯突出规定 切实抓好防突工作,切实搞好“一通三防”管理,合理组织生产,坚持采用正 煤矿瓦斯治理方案 第三章 瓦斯治理的必要性和可行性 20 规采煤方法,进一步完善其它相关安全系统,加强现场监督管理,建立健全并 认真落实瓦斯治理各项管理制度。 煤矿瓦斯治理方案 21 第四章第四章 瓦斯治理方案瓦斯治理方案 第一节第一节 通风系统治理方案通风系统治理方案 一、采掘部署合理 1、采区布置 水平划分:xx 县 xxxx 煤矿井田开采标高为+1650+1250m,矿区面积 1.4768km2,矿区走向长约 2.6km,南北宽约 0.57km。根据矿井煤层较多、上 下煤组层间距较大的赋存条件、矿井一采区开拓现状、采煤工艺及小型煤 矿特点等综合分析,全矿井划分为两个水平四个采区开采,水平标高:一 水平标高:+1333.0m,二水平标高:+1250.0m。 采区划分:主斜井、副斜井和回风斜井口标高分别为 +1498m、+1517.8m、+1519.6m,方位角分别为88.5、86、86.5,井 筒倾角均分别为24.5、24.5、24。本矿煤层平均倾角72,主斜井、 副斜井、回风斜井、井底车场、石门等巷道均改造原15 万t/a 巷道,主 斜井布置于C18b 煤层底板岩层中,距C18b 号煤层(垂距)20m。主斜井 掘进方位角268.5,倾角24.5,掘进391m 至+1337.1m 标高,然后在 +1337m 标高附近,井底车场、水仓等;回风斜井布置于C18b 煤层底板岩 层中,以方位角266.5、倾角24掘进,掘进450m 至1337m 水平通过井 底联络巷与主、副斜井贯通,形成通风系统;副斜井布置于C18b 煤层底 板岩层中,以方位角266、倾角24.5掘进,掘进439.4m 至1336m 水平, 在+1436m 标高继续掘进26m 井底车场+1337m 标高,通过井底联络巷与主 斜井、回风斜井贯通,形成通风系统。在井底车场附近掘进水泵房,主副 水仓,中央变电所,并安设相应设施设备。 矿井在+1436m,+1426m,+1378m,+1388m ,+1333m标高掘石门、联络 巷,石门、联络巷按功能、通风要求与主、副、回风斜井连接。 煤矿瓦斯治理方案 22 在1436、1436、1378、1388石门掘穿C1 煤层位置,沿煤层走向,掘 进10101 采面运输巷、回风巷,10102 采面运输巷、回风巷。10101采面、 10102采面已回采完毕;正在回采的10104采面回风巷布置在+1378m水平C1 煤层中,运输巷布置在+1333水平C1煤层中。 二、开采顺序 1、采区开采顺序 矿井划分四个采区开采,采区间采用下行式开采顺序,即一采区二 采区三采区四采区。 2、煤层开采顺序 矿区内可采、局部可采煤层9 层,从上到下依次为 C1、C5、C6、C7、C8、C9、C12、C13、C18b 煤层,根据防突设计的要求, 坚持区域防突先行,矿井先采C1 号煤层并以此煤层为保护层,后采下邻 近煤层,各煤层开采顺序坚持下行式开采。 3、区段开采顺序 区段开采顺序采用下行式。 4、采煤方法 采煤方法选择因素: 1)主采煤层属倾斜煤层,区域所处构造位置属扬子准地台黔北台隆 六盘水断陷威宁北西向构造变形区。主构造线呈北西南东向展布,表现 为北西向的褶皱断裂构造,主体构造为格目底向斜。 2)主要煤层赋存稳定,结构较为较简单较复杂,全区可采。 3)可采煤层的顶板岩性主要为粉砂岩、粉砂质泥岩、细砂岩、泥质 粉砂岩、泥岩、炭质泥岩;煤层底板为泥岩、粘土岩,泥岩、粘土岩,岩 性、厚度及其组合关系具有复杂多变性,且同一岩性的力学强度变化颇大, 稳定性也具有复杂多变性。 4)本矿为新建矿井,按有煤瓦斯突出、煤尘有爆炸危险性,煤层容 煤矿瓦斯治理方案 23 易自燃设计和管理。 采煤方法的选择: 根据上述考虑因素,结合煤层倾角及构造赋存特点,适合采用走向长 壁式采煤法,后退式回采,全部垮落法管理顶板。 4、回采工艺 (1)工作面支护及顶板管理 布置走向长壁工作面,后退式回采,沿走向推进,工作面采用“四六” 制作业,以一个炮采工作面达到 30 万吨/年设计能力。采煤工作面长 45m。 采用柔性掩护支架控制顶板,全部垮落法管理顶板。 (2)采煤工作面机械配置及运输方式 回采工作面采用放炮落煤,回采工作面运输采用 1 部 SGB-420/40 刮 板机、3 部 DTL650/10/22 型带式输送机运输。 5、采区生产系统 1.运煤系统 10104 工作面的煤(自溜至运输运输巷)10104 运输顺槽(采用 1 部 SGB420/40 型刮板机,2 部 DTL650/10/22 带式输送机)+1333 运输石 门(1 部 DTL650/10/22 带式输送机)1333 皮带上山(1 部 DTL650/10/22 带式输送机)采区 2#煤仓主斜井(经一台 DTL80/20/250 型胶带输送机)地面。 2.排矸系统 1426 瓦斯抽放巷排矸系统:1426 瓦斯抽放巷1426 石门副斜井 地面。 1426 专用回风巷排矸系统:1426 专用回风巷1426 石门副斜井 地面。 1333 东瓦斯抽放巷排矸系统:1333 东瓦斯抽放巷1333 运输石门 1333 井底车场副斜井地面 煤矿瓦斯治理方案 24 3.通风系统 (1)10104 回采工作面通风系统 副斜井、主斜井+1333 井底车场1333 运输石门10104 运输巷 10104 回采工作面10104 回风巷10104 专用回风巷+1388 回风巷 回风斜井主扇地面。 (2)掘进工作面通风系统 1012 回风巷通风系统:副平硐局扇1012 回风巷工作面1012 回 风巷1012 区段回风石门1012 区段回风石门专用回风联络巷回风暗 斜井回风平硐引风道主扇地面。 1012 运输巷通风系统:副平硐材料暗斜井局扇1012 运输巷工 作面1012 运输巷1012 区段运输石门1012 区段运输石门专用回风联 络巷回风暗斜井回风平硐引风道主扇地面。 二、 通风可靠 1、矿井通风现状 现矿井未形成通风系统,主平硐、副平硐、回风平硐均采用局扇在地 面进行压入式供风,并各井筒为独立回风;主平硐采用 230KW 对旋式风 机总进风量为 Q总进=688m3/min,副平硐采用 215KW 对旋式风机总进风量 为 Q总进=688m3/min,回风暗斜井采用 215KW 对旋式风机总进风量为 Q总进 =688m3/min, 2、通风方式及通风系统 矿井的通风方式为中央并列式,通风方法为抽出式。 矿井主要通风线路为:1031 回采工作面通风系统:副平硐+1385 运 输石门1031 运输巷1031 回采工作面1031 回风巷1430 区段回风石 门回风平硐引风道主扇地面。 3、通风设施 (一)井下通风设施布置 煤矿瓦斯治理方案 25 1、主要进、回风巷之间的每个联络巷中,均构筑永久性风门;构筑 风门时要求设两道连锁的正向风门和两道反向风门。 2、采空区必须及时封闭。工作面开采结束后,必须在所有与采区相 通的巷道中设置密闭墙,全部封闭采空区。 3、控制风流的风门、风墙、风桥、风窗等设施必须可靠。 4、严禁在回风流中构筑调节风流的设施。 5、现副平硐与+1430 区段回风石门贯通,为保证两井筒独立回风已将 联络巷设置正反向风门并进行联锁。 (二)确保风流稳定 1、严格按设计施工井巷断面。确保巷道有足够的通风断面。 2、在各通风网路上,应按设计和需要安设风门、调节风窗和密闭等 通风构筑物,应尽量减少通风设施的数量。并随生产的推进进行及时调整, 风门必须设置联锁装置。要确保各用风地点的风量、风速符合煤矿安全 规程 (xxxx 版)的规定,确保风流稳定。 3、及时清除巷道的杂物和障碍,尽量避免在主要进回风巷道内停放 矿车,堆放材料及其它物品,确保风流畅通。 4、各采掘进工作面及硐室都必须实现独立通风。 三、三、 风量计算及分配风量计算及分配 (一) 风量计算 1、按最大班下井人数计算 Q4NK 式中:4每人需风量,m3/min; N最大班下井人数,67 人; K矿井通风系数,包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素, 考虑本矿井采用中央并列式通风,取 K矿通=1.25。 Q4671.25=335m3/min=5.6(m3/s) 煤矿瓦斯治理方案 26 2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量进行计算 Q(Q采Q

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