水城县阿戛凉水沟煤矿11182里段运输石门揭煤专项防突设计及安全措施.doc_第1页
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贵州天伦矿业投资控股有限公司水城县阿戛凉水沟煤矿11182里段运输石门揭煤专项防突设计及安全措施编 制: 审 核:总工程师:矿 长:水城县阿戛凉水沟煤矿2016年4月1日会 审 意 见会审内容会审时间会审地点参加人员:会审意见:安全矿长: 年 月 日生产矿长: 年 月 日机电矿长: 年 月 日总工程师: 年 月 日矿 长: 年 月 日1贯彻情况登记表规程(措施)名称:本规程(措施)贯彻学习考试情况 班 班 班参加人数 名参加人数 名参加人数 名签 名手印签 名手印签 名手印队长: 贯彻人: 年 月 日队长: 贯彻人: 年 月 日队长: 贯彻人: 年 月 日目 录第一章 工程概况3第二章 编制依据17第三章 煤层地质概况18第四章 通风系统及控制通风风流设施措施19第五章 揭煤作业程序24第六章 控制煤层层位措施25第七章 防治煤与瓦斯突出措施25第八章 防突措施效果检验及区域验证26第九章 安全防护措施29第十章 爆破设计及安全技术措施34第十一章 加强揭过煤段巷道支护措施39第十二章 组织管理及安全技术措施39第一章 工程概况第一节 工程概况一、巷道名称11182里段运输石门二、巷道所处位置及相邻关系11182里段运输石门掘进工作面位于1490东瓦进巷26#钻场处,相应地表位于凉水沟矿办公室前坪中。三、掘进目的及用途因11182运输顺槽分成里、外两个工作面,为掘进里段工作面形成运输系统用。四、巷道性质准备巷道五、巷道设计长度和服务年限设计长度约30m。服务年限12个月六、施工方式采用钻爆方式掘进七、支护方式采用11#矿用工字钢梯形棚支护。八、预计开竣工时间本掘进工作面自2016年4月上旬开工,预计2016年4月下旬完工。第二节 地层、煤层及煤质一、地层及煤层区域出露地层为泥盆系、石炭系、二叠系、三叠系、侏罗系及第四系,以二叠系和三叠系地层分布最为广泛。 煤层及煤质1)煤层(1)含煤性矿区含煤地层为二叠系上统龙潭组(P3l),属海陆交互相沉积,变质程度高,出露于矿区中北部地段。含煤地层厚320370m,一般厚度352m。构造总体为向南西倾斜的急倾斜构造,平均倾角85。岩性以灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成。全组含煤2030层,平均总厚度25.3m,含煤系数9.12%。根据岩性特征分为四段:第一段(P3l1):C52煤层至煤系底部,岩性以细砂、粘土岩为主,粘土岩中含大量粘土岩和蠕虫状、鲕状菱铁质结核,含可采和局部可采煤层2层,即C66、C67-69煤层。总厚度1.243.26m,平均总厚度2.90m。第二段(P3l2):为C26煤层底板至C52煤层顶板,岩性以灰色、灰绿色粉砂岩、泥岩为主。煤层多为薄煤层,局部可采。第三段(P3l3):为C12煤层底板至C26煤层顶板,岩性以粉砂岩为主。煤层富集于上、中部,含可采及局部可采煤层6层,即C12、C13、C15、C16、C18a、C26煤层。总厚度5.0113.91m,平均总厚度8.11m。第四段(P3l4):为C1煤层上部薄层灰岩、泥灰岩至C12煤层顶部泥岩,海陆交互相沉积较为明显,岩性以粉砂岩、细砂岩、煤层、粘土岩组成。含可采及局部可采煤层4层,即C1、C5、C8、C9煤层。总厚度4.4212.35m,平均总厚度7.97m。C18a煤层:位于第三煤含段中下部,上距C16煤层约626m。顶板为粉砂岩(伪顶为泥岩)。煤层厚度0.971.54m,平均厚度0.97m。有分叉复合现象,煤层较稳定。根据对比,将矿区12层可采及局部可采煤层的特征见表213。表213 可采及局部可采煤层特征表煤层编号煤层平均厚度(m)煤层平均间距煤层倾角()夹矸(层)煤层结构煤层稳定性顶底板岩性顶板底板C13.5513851-2较复杂较稳定细砂岩、粉砂岩泥岩C51.322-3复杂较稳定粉砂岩灰岩30C80.91简单较稳定粉砂岩4C91.85复杂不稳定粉砂岩45C122.671-3较复杂较稳定粉砂岩细砂岩3C131.831-2复杂较稳定粉砂岩泥岩20C150.901较复杂较稳定泥岩、砂岩泥岩砂岩5C161.061较简单较稳定砂岩米砂岩13C18a0.971-3较复杂较稳定粉砂岩、细砂岩60C260.681较简单较稳定细砂岩、粉砂岩泥岩200C660.851-2复杂较稳定粉砂岩15C67-691.051-2复杂较稳定粉砂岩薄煤层(3)煤质物理性质各可采煤层的煤岩特征基本相同。煤均为黑色,条痕褐黑色,层状构造,致密条带状结构,参差状断口,光泽暗淡,属弱玻璃光泽。各煤层为暗亮型煤,煤质松脆,其它煤层以丝炭、半丝炭暗煤型为主。化学性质水分:一般小于1%,界于0.5%-0.9%。灰分:以C12煤层最低,原煤灰分1020%,平均13%,属低灰煤;经洗选后浮煤灰分大大降低,为58,平均7%;C1、C13煤层,原煤灰分小于25%,属中灰煤;经洗选后浮煤灰分降低为8;其它煤层,原煤属中灰-高灰煤;经洗选后浮煤灰分降低为10左右。 硫分分析:同一层煤沿走向、倾向变化不明显,但不同煤层呈明显规律性变化:C1C12煤层,原煤硫分大于1%,属中-高硫煤;经洗选后浮煤C1、C9、C12煤层降为1%左右,其它煤层均大于1%,C13C18煤层原煤、浮煤硫分均小于0.3%,属低硫煤。挥发份:矿井挥发份较高,平均挥发份为21.2825.48%。发热量:一般稳定在20.9 MJ/kg以上。元素成分:各煤层相差不大。原煤含碳80%以上,洗选后88%左右;氢5%左右;氮1.251.5%;原煤氧3-8%,洗选后降为3%以下。煤灰成分及熔点:灰成分以SiO2、Al2O3为主,占75%以上,Fe2O3第一、四段煤层含量较高,一般大于10%;第三段一般8%;Ca、MgO及TiO2的含量都在5%以下;而灰熔点除5号煤层属中熔点灰分外,其它煤层灰分软化温度(T2)一般大于1250,属高熔点灰分级别。焦油出率:根据少数煤层个别样品委托六盘水地区煤田地质勘探公司化室试结果,焦油出率C12煤层上分层为5.77%,下分层增高为7.5%,C13煤层为7.31%,基本达到炼油用煤,但需进一步做工作。第三节 地质构造一、地质构造区域所处构造位置,属扬子准地台黔北台隆的六盘水断陷威宁北西向构造变形区,主构造呈北西南东向展布,表现为北西向的褶皱断裂构造,主体构造为格目底向斜,现叙述如下:该向斜西起开戛、天生桥一线,东止马场、阿戛,全长约70km,两翼不对称,北东翼岩层倾角陡,一般在7585之间,南西翼倾角较平缓,一般在1525之间,组成向斜的地层主要为上二叠统、三叠系和侏罗系,前两者多分布于两翼,后者常在核部产出。凉水沟煤矿位于格目底向斜中段北翼苏田井内的西部。构造总体为向南西倾斜的急倾斜构造,北西向断裂及次级褶皱发育。2.1.1.2地质构造矿区位于格目底向斜中段北翼。总体为向南西倾斜的急倾斜构造,地层走向南东(105115),倾向南西,倾角由东向西呈有规律变陡(6585)。矿区内断裂极为发育,共有8条。按其规律可分为三组:一组为近东西向的走向断层;一组为北东南西向;另一组为北西南东向,由茅口灰岩组切割煤系至飞仙关组。7二、水文地质条件一)区域水文地质概况1)地表水分布情况矿区内主要地表水系为百车河,矿区内小溪沟发育,由南西、北东向中部的百车河汇集后流出矿区外,汇入巴朗河,流经北盘江后进入珠江,属珠江水系。矿区有季节性山洪冲沟,冲沟水沿途接受泉水及煤窑水补给,雨季还有较大面积大气降水汇入,水量较大,这些冲沟多位于含煤地层露头地带,冲沟附近的网状、脉状裂隙密集,它们与煤层风化、氧化带直接接触,将来沿沟溪一带开采煤层时,冲沟水可能沿风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井,为矿井浅部开采的直接充水水源。2)地下水及含、隔水层情况(1)地下水类型矿区内地下水类型主要为碳酸盐岩岩溶裂隙水和基岩裂隙水,其次为松散岩类孔隙水。表232 可采及局部可采煤层特征表煤层编号煤层平均厚度(m)煤层平均间距煤层倾角()夹矸层)层结构煤层稳定性顶底板岩性顶板底板C13.5513851-2较复杂较稳定细砂岩、粉砂岩泥岩C51.322-3复杂较稳定粉砂岩灰岩30C80.91简单较稳定粉砂岩4C91.85复杂不稳定粉砂岩45C122.671-3较复杂较稳定粉砂岩细砂岩3C131.831-2复杂较稳定粉砂岩泥岩20C150.901复杂较稳定泥岩、砂岩泥岩岩5C161.061较简单较稳定砂岩米砂岩13C18a0.971-3较复杂较稳定粉砂岩、细砂岩60C260.681较简单较稳定细砂岩、粉砂岩泥岩200C660.851-2复杂较稳定粉砂岩15C67-691.051-2复杂较稳定粉砂岩薄煤层(2)含水岩组及其含水特征碳酸盐岩岩溶裂隙水含水岩组:为三叠系下统永宁镇组(T1yn),主要分布于矿区南西部的山岭地带,地表岩溶较发育,含水层接受大气降水补给后,地下水通过岩溶裂隙、溶洞集中运移,含水性能好,富水条件差;由于抗风化力较强,地表多呈狭长反向陡崖、峭壁,不利于大气降雨的补给,排泄条件也较好,大气降水通过垂直岩溶裂隙补给含水层,并通过岩溶裂隙、溶洞汇集、径流和排泄,含较丰富的岩溶裂隙水,富水性强。基岩裂隙水含水岩组:包括三叠系下统飞仙关组(T1 f)和二叠系上统龙潭组(P3l)。由粘土岩、粉砂岩、钙质砂岩,泥质粉砂岩、薄层泥岩及煤层组成,该段石灰岩中溶蚀裂隙较发育,含少量裂隙水。松散岩类孔隙水含水岩组:为第四系(),矿区内除南西部少数孤峰基岩裸露外,其余均为风化残积、坡积物覆盖,低洼处和沟谷中有洪积和冲积物堆积。厚度变化不大,015m,一般厚3m左右。地下水赋存条件差,枯季一般不含水,局部松散层厚度较大的地带,含少量孔隙水。断层破碎带裂隙水含水岩组:综合各勘探钻孔中揭露的正、逆断层来看,冲洗液的消耗和孔内水位,均与煤系一致,未见有异常现象。同时通过在612、634、673三个钻孔中,对平推逆断层、逆断层和正断层进行了抽水试验,其单位涌水量均与煤系接近或比煤系小。由此可见本矿区断层导水性一般都是很弱的,或者基本不导水,对今后的开采不会有大的影响。(3)地下水的补给、径流、排泄条件矿区内的地下水靠大气降雨补给,以下地段是接受降水补给最有利的地段:一是第四系较厚地段;二是断层破碎地段;三是滑坡体的岩石破碎地段;四是地表岩石风化破碎地段。这些地段接受降雨补给后,岩层的富水性变得相对较强,并在一定条件下可构成小范围的地下水循环,即就地补给,就地排泄。除上述在浅部作小范围的迳流循环之外,还有一部分继续往深部流动,在深部作大范围的迳流循环,它的运动和排泄,主要受矿区构造控制。这部分地下水多沿薄层隔水层层面流动,其流向大致与走向和倾向一致,深切的沟谷则是它的排泄区。这些以深切的沟谷为中心所构成的地表水系分布网,实际上以就是地下水的补、迳、排系统。矿区地下水的流向受岩性、构造的控制,总体向南东流,排汇进入百车河中。(4)含水层间及其与地表水的水力联系煤系和飞仙关组地下水的活动以沿岩层层面运动为主,垂直运动仅在风化带范围内占主要地位。由此,含水带间的水力联系在深部是不明显的,或者不存在水力联系。特别是飞关仙组与煤系间,有一层稳定的卡以头层泥岩相隔,使煤系与其上部各含水组从理论上讲不发生水力联系,煤系与茅口、栖霞组灰岩间有峨眉山玄武岩相隔,峨眉山玄武岩含水性极差,是较好的隔水层,由此,煤系与茅口、栖霞组灰岩从理论上讲不存在水力联系,但该煤矿属急倾斜煤层群,煤层倾角达85度,地质构造复杂,且地面百车河蜿蜒盘旋于C1C12煤层的露头,还有老窑(小窑)积水情况目前尚未清楚,煤系与各含水层间可能存在裂隙,在采掘过程中,由于工程地质条件的改变,必然产生更多的裂隙,会给地表水的渗入补给造成有利条件,因此该煤矿必须加强探放水工作,必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则,同时做到“有疑必停”。(5)充水因素分析该矿是以大气降水为主的裂隙充水矿床,主要为顶板中所含裂隙水向巷道内渗漏,其次为老窑积水及采空区积水等。老窑充水因素根据调查,矿区内老窑的充水因素主要是龙潭组中的裂隙水,积水量较小。但目前老窑早已关闭,其采空区有少量积水,开采过程中应引起重视。其它充水因素在自然状态下,井田充水因素主要是龙潭组内所含的裂隙水。它通过煤层顶板中的裂隙直接向矿井或采空区充水。由于龙潭组的富水性弱,单位涌水量及渗透系数均极小,故将来矿井涌水量已不会太大。间接充水含水组飞仙关组第一段,在自然状态下对矿井充水影响已是很小的。井田内有百车河,溪沟发育,且雨季流量较大,在自然状态下是地下水补给河水,河流、溪沟是地下水的排泄地带,随着采空区不断增大,裂隙会增多,河沟水会延裂隙渗入矿井,百车河直接与基岩接触,且蜿蜒盘旋于C1C12煤层的露头,可采煤层(开采标高为+1620+1000m)大部分居于最低侵蚀基准面(1640m)以下,由于目前凉水沟煤矿缺乏百车河的相关水文资料,因此该煤矿在建井及生产中必须建立水文观测点,做好三带及水文观测,特别是雨季最大流量、洪水位标高等,根据相关规程规定进行防水煤柱校验,并根据实测数据调整各种防水煤柱的尺寸,在生产中如观测发现异常,应立刻停止井下开采,以确保井下作业的安全。井田内发育的龙潭组内断层规模一般不大,其破碎带挤压紧密,富水性很微弱,导水性也较差,作为井田边界的F33断层,虽切割富水的灰岩地层,但其破碎带为挤压紧密的砂、泥岩充填,不易造成各含水岩组之间的水力联系。故对矿床充水影响不大。凉水沟煤矿区内F28上有泉出露,且流量较大,采煤时应引起重视。根据生产地质报告预测的数据,矿井生产时正常涌水量:47m3/h,最大涌水量:125m3/h。矿床主要以顶板基岩裂隙充水为主的裂隙充水矿床,矿区内主要可采煤层部分位于当地最低侵蚀基准面之下,矿区内地形起伏较大,沟谷纵横,地形有利于地表水的排泄,矿区内地表水体为百车河及其附属季节性的溪沟,矿床主要充水含水层和构造破碎带富水性弱,地下水补给条件较差。经综合分析,矿区水文地质条件属中等类型,根据生产矿井水文地质规程确定该矿床水文地质为二类二型。三、采煤方法及掘进现采煤工作面布置在C18煤层(东翼),掘进工作面布置在C26煤层(西翼),现开采11182采面,平均煤层倾角85,煤层平均厚度6.3m。工作面平均斜长80m。煤层顶板为粉砂岩,底板为粉砂岩、细砂岩、较稳定。该矿采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法开采。1、工作面循环方式、作业方式的选择采用“三八”工作制,三班采煤,一班准备。工作面长80m,年推进度924m。2、煤巷掘进工作面目前未布置。3、采面生产能力该矿井年生产能力为30万吨/年。以一个炮采工作面及两个掘进工作面达到矿井生产能力。第四节 矿井通风、瓦斯等情况一、矿井通风矿井采用斜井开拓。采用中央并列式通风方式,通风方法为抽出式。主斜井、副斜井为进风井,回风斜井专用回风井。选用FBCDZ60-8-No22型防爆轴流式通风机2台,1台工作,1台备用,风机叶片安装角为-6+6,风量范围:36104m3/s,风压范围9583400Pa。掘进工作面采用局部通风机进行压入式通风,选用FBD6/44型对旋式局部扇风机,其风量为380520m3/min,电机功率为222KW。矿井通风路线如下:1、采面:(1)新鲜风流:地面副斜井1490运输石门1490东瓦斯进巷11182里石门工作面。(2)污风:工作面11182里石门回风巷1490东瓦斯进巷1526东瓦回巷1526回风石门风井地面。2、目前井下没有布置掘进工作面。矿井开拓新水平和准备新采区的回风,必须引入总回风巷或主要回风巷中。(详见矿井通风系统图)二、瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向性1、矿井瓦斯黔能源发2012484号文关于上报我市六枝、水城、钟山2012年度地方煤矿瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定报告的批复的批复,凉水沟煤矿相对瓦斯涌出量为12.25m3/t,绝对瓦斯涌出量为9.71m3/min。根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ10182006)标准,采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测,经预测,采煤工作面相对瓦斯涌出量为24.9m3/t,绝对瓦斯涌出量为7.86m3/min,两个掘进工作面为21.78=3.56m3/min,矿井相对瓦斯涌出量为47.29m3/t,矿井绝对瓦斯涌出量为12.25m3/min。根据河南理工大学2012年9月出具的凉水沟煤矿瓦斯突出危险性鉴定报告,本矿C18煤层具有煤与瓦斯突出危险性。根据安全专篇C18煤层原始瓦斯含量为:12.61 m3/t;经2013年11月17日对C18煤层取样分析,C18煤层原始瓦斯含量为15.2222m3/t,该区域实际平均煤厚6.3米,容重1.4m3/t,C18煤层具有突出危险性。因此,矿井按有煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。2、煤尘爆炸性和煤的自燃性1)煤尘: 贵州省煤田地质局提供的贵州省水城县阿戛镇凉水沟煤矿煤尘爆炸性鉴定报告,该矿所开采的C18煤层的煤尘具有爆炸性。2)煤层自燃: 根据贵州省煤田地质局实验室2012年8月14日提交的水城县阿戛凉水沟煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告,凉水沟煤矿C18煤层煤炭自燃倾向为二级,属自燃煤层。矿井为二类自燃矿井进行设计和管理,煤层发火期68个月。三、矿井瓦斯抽放地面瓦斯抽放泵房设高低负压瓦斯抽采主管路经由回风斜井入井,铺设至各抽采地点。高负压抽采系统:瓦斯抽放泵房安设了两台(其中,一台工作,一台备用)2BEC50型水环式真空泵,配套电机功率为185KW,主管路采用DN400PVC管路,支管采用DN200。低负压瓦斯抽采系统:瓦斯抽放泵房安设了两台(其中,一台工作,一台备用)2BEC50型水环式真空泵,配套电机功率为185KW,主管路采用DN400PVC管路,支管采用 DN200。矿井高低负压抽采系统均安装了计量装置,以及防爆、防火装置等安全装置,排空管高度超过房顶3m以上,瓦斯抽放泵房避雷设施已经资质单位检验合格。矿井采取合理配风和预抽煤层瓦斯的措施治理瓦斯。第五节 矿井运输提升、排水、压风、供电、通讯监控及供水一、矿井提升运输主斜井选用DTL80/20/2132型带式输送机,带宽800mm,带速2m/s,主斜井倾角23,运输能力200t/h,最大运输距离700m(主斜井实际运输距离510m),电机功率280kw。并安设一台型号为RJY30-24/725型架空人车,供职工上下班使用。副斜井已按设计安装提升机JK-2.01.8P/20型一台(配行星齿轮减速器),最大运行速度Vm2.5m/s;卷筒直经Dg=2000mm8024=1920mm,卷筒宽度Bg=18001650m,最大静张力Fmax=6037.6kN,配套选用变频调速电机YPT型(8极、740rpm、200kW、660V)一台。二、矿井排水矿井为斜井开拓矿井,井下水经自流到井底水仓,经1400水泵房排出地面。1400水泵房安设了3台MD155-676型排水泵;掘进迎头配备均为ZY-750D钻机四台,严格按煤矿防治水规定和其他相关规定进行防治水。三、压风设备矿井选择选用螺杆式压缩机BJJ-20/7G、G132CF-8共3台,配套电机功率110KW和132KW。同时矿井的压风自救系统也全部形成投入使用,井底车场有一个能容纳60人避难的紧急避难硐室,并经过验收符合有关规定;1 1011工作面设置一个能容纳20人避难的临时避难硐室,各采掘工作面并按规定安装有压风自救装置。矿井已于2012年8月份安装了KJ612型井下人员定位系统并已正常使用。四、供电矿井供电设两回独立的电源线路,从杨家寨10kV变电站不同10kV母线段各出一回10kV线路至本矿地面变电所,形成双电源供电,供电距离为3km。正常情况下两回10kV供电线路同时工作,当一回电源发生故障停止供电时,另一回电源能担负矿井的全部负荷;另外矿井还配备一台500KW的柴油发电机,满足通风排水需要,矿井供电条件稳定可靠。井下供电按规定安装了局部通风“三专两闭锁”和电气设备的“三大保护”等装置以保证矿井安全生产的需要。五、监控及通讯1、为了确保矿井环境安全及生产系统正常,我矿采用KJ90AN系统监控主机2台已安装使用,且与县局联网,中心站所需的打印机、2KVA不间断电源及DH90避雷器也已配置到位;现已建立目前系统已安装有KJ90F16型4个分站。该系统是一套集环境安全、信息管理、网络运用、多媒体图像监控同时兼容瓦斯抽放、火灾束管监测、电网监测等子系统的煤矿综合监控系统。系统具有良好的开放性和可伸缩性,采用模块化设计,组态灵活,能满足矿井监控系统最优化、最经济运行。该系统是一个集散型的系统结构,其信息的检测及分站等设备的布置完全按照矿井的特点设置,使各部分设备都能充分合理运用,系统能比较全面的反映井下生产过程的情况,可对矿井环境和工况参数实现较全面的监控,随着矿井开采深度的增加,本系统可增容扩大监测范围和增加监测传感器。2、通讯矿井对外对内通讯有通信线网,调度对外有电信固定电话;对内选用KT234-108型矿用调度总机电话站设在矿办公楼内调度指挥中心内,容量108门,设置45个直通用户(其中地面30个,井下15个),地面为C168型,井下为KTH-33本安型。话线选用KUVVB软电缆。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、变电所、机修车间、矿领导、各科室、磅房等地点,井下电话设置地点为井底车场、车场摘挂钩处、主泵房、变电所、避难所、回采工作面、掘进工作面、局部通风机、配电点等地点。以完成矿井的内部通讯。同时在10kV变电所设电力调度专用电话,与上级供电部门通信。井下避难硐室通信方式采用有线电话线路,避难硐室设有与矿井调度室直通电话,保证灾变期间通讯可靠。3、安设了一套型号为JSG-8束管监测系统,为预防采空区煤层自燃实时监测。第六节 其它一、地温本井田属地温正常区,无热害影响。二、小窑分布及开采情况根据调查,矿区未发现老窑,但该矿有采空区存在。必须切实掌握采空区范围,弄清采空区积水情况,并标绘在矿井井上下对照图和采掘工程平面图上,对要注意探放水工作,特别是在采空区附近采煤时,要采取“预测预报、有掘必探,先探后掘,先治后采”的探放水措施,防止采空区积水的突然涌出。三、冲击地压情况该矿区内无冲击地压的历史记录,目前暂按无冲击地压矿井考虑。 第二章 编制依据为认真贯彻煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出管理规定,防治煤与瓦斯突出事故的发生,根据防治煤与瓦斯突出规定、煤矿安全规定(2011年版)、煤矿井工开采通风技术条件(AQ1028-2006)、煤矿瓦斯抽采基本指标(AQ1026-2006)、煤矿瓦斯抽放规范(AQ1027-2006)、煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法(AQ/T1047-2007)、矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1026-2006)、煤矿井下粉尘综合防治技术规范(AQ1020-2006)、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2006)等以及凉水沟煤矿11182里段运输石门有关资料,特编制11182里段运输石门揭过C18煤层专项防突设计及安全技术组织措施。第三章 煤层地质概况一、11182里段运输石门揭C18煤层区域煤层情况(附:26#钻场钻孔果平剖面图)。11182里段运输石门属穿层巷道,由11182里段运输石门开口位置往北施工。预计从开门口掘至30.7m处将从底板揭过C18煤层。C18煤层:根据1490水平东瓦斯底板抽放巷26#钻场施钻成果显示,平均厚度为9.0m,比重为1.4t/m3。二、C18煤层瓦斯地质概况根据安全专篇C18煤层原始瓦斯含量为:12.61 m3/t;经2013年11月17日对C18煤层取样分析,C18煤层原始瓦斯含量为15.2222m3/t,该区域实际平均煤厚9.0米,容重1.4m3/t,C18煤层具有突出危险性。C18煤层透气性系数和钻孔瓦斯衰减系数不详,属可以抽放煤层。三、11182里段运输石门揭过煤区域地质构造情况根据11182里段运输石门26#钻场钻孔剖面图分析,C18煤层厚度为9.0m,倾角均为85(详见11182里段运输石门26#钻场钻孔成果图)。四、11182里段运输石门及其揭煤区域巷道布置情况11182里段运输石门掘进工作面从1490东瓦进巷26#钻场处开口,开口点坐标x=3030,y =90450,z =1494(顶),以250000的方位,平巷掘进30m后揭开1490水平C18号煤层;然后沿C18煤层向东掘进施工11182运输顺槽。总工程量约30m。1、开口位于1490东瓦进巷C18煤26#钻场内,直接采用11#矿用工字钢支架支护,接口要规范完整。2、1118里段运输顺槽采用梯形工字钢棚支护,棚距800mm,使用菱形网背帮背顶,木背板卡帮卡顶。3、11182里段运输石门毛断面上宽2.4m,下宽3.2m,巷道高2.5m,掘进断面积7m2。巷道净断面上宽2.2m,下宽3.0m,高2.4m,净断面6.24m2。本巷道以南布置有采空区、以北未采动,以西为11182工作面煤柱,以东未布置采掘工程,对应地表为生活广场。第四章 通风系统及控制通风风流设施措施一、揭过煤期间需要风量计算11182里段运输石门掘进工作面日平均绝对瓦斯涌出量和日最高绝对瓦斯涌出量及瓦斯涌出不均衡的风量系数如下表类别掘进工作面编号日平均瓦斯涌量(m3/min)日最高瓦斯涌量(m3/min)瓦斯涌出不均衡风量系数 KCH4岩巷11182里段运输石门0.080.121.5根据公式:Q掘=100q掘KCH4/0.81、按绝对瓦斯涌出量计算11182里段运输石门过煤期间需要风量计算式中:q掘进取平均瓦斯涌出量0.08m3/min,KCH4=日最高瓦斯涌出量/日平均瓦斯涌出量)Q掘=100q掘KCH4/0.8=1000.081.5/0.8=15(m3/min)2、按掘进工作面同时作业人数根据炮掘工作面劳动组织配备情况,11182里段运输石门掘进工作面每个小班作业人数为10人,按交接班两个班人数计算,掘进工作面同时作业人数最多为20人。根据公式: Q吸=4N式中:N-掘进工作面最多同时作业人数,小班出勤人数一般为10人,按交接班时最多人数为20人计算,则: Q吸=420 Q吸=80 (m3/min)3、揭过煤掘进期间最高需要风量(按全断面爆破所需风量确定):Q过煤25A256.9172.5(m3/min)式中:A为一次起爆最多炸药量(根据作业规程)4、根据局部通风机供风最长距离计算百米漏风量(1)、11182里段运输石门掘进期间局部通风机供风最长距离约为300米,按漏风率不超过10%计算(本矿取8%):Q漏=Q吸PLP,分别计算出FBD6/215、FBD6/230 ,二种型号局部通风机的漏风风量:型 号功 率吸入风量漏风风量FBD6/21111Kw380m3/min82m3/minFBD6/23060Kw630m3/min105m3/min(2)二种型号局扇供到掘进迎头的实际供风量型 号功 率漏风风量实际供风量FBD6/21122Kw82m3/min318m3/minFBD6/23060Kw105m3/min495m3/min根据公式:Q实=Q吸Q漏二、风速验算及风机选型通过上述计算,FBD6/211型号风机满足要求。因此确定选择型号为FBD6型211KW、吸入风量为380m3/min的局扇进行供风,现将该局扇供到掘进迎头的实际供风量进行风速验算:V= =380/(6.2460)=1.01m/s式中:S净-掘进巷道净断面积为6.24m2。验算结果表明,掘进工作面风速在0.25m/s4m/s之间,符合煤矿安全规程要求。为此,掘进揭过煤期间选用两台FBD6型211KW、吸入风量为380m3/min的局扇对11182里段运输石门进行供风即可满足要求,两台局扇均搭专用电,一台运转供风,一台备用,并能自动切换。三、安设局扇地点配风局扇安设在1490水平东瓦斯抽放巷内,距该掘进工作面回风口大于10m的进风侧新鲜风流中,局扇安设位置最大断面为7.43m2,为确保该段巷道全风压风速不低于0.15m/S,该段巷道需配风为:7.430.1560=66.87m3/min,为此,局扇安设位置最低需要风量为:66.87+380=446.87m3/min。四、通风系统情况11182里段运输石门通风系统独立可靠;(附:揭过煤期间通风系统示意图)(1)新鲜风流:地面副斜井1490运输石门1490东瓦进巷(局部通风机)工作面。(2)污风:工作面11东瓦进巷里段东瓦斯联络巷1526东瓦回巷1526回风石门风井地面。五、防突风门的构建及管理措施1、防突风门的设置(1)揭过C18煤层前,矿必须安排通风组对1490水平东瓦斯抽放巷的正反向防突风门进行检查,确保质量达标,使用可靠。(2)施工的防突风门不少于两道,必须掏槽0.2m且与墙体接触严密,风门墙体牢固,正向风门必须联锁;电缆孔必须封堵严实;风门墙厚度不小于0.8m,门框厚度不小于200mm,门扇厚度不小于50mm,通过风门墙垛的风筒、风窗、水沟必须设置防逆流装置,揭过煤期间每次放炮,在受到逆向冲击时能实现自动关闭。 防突风门与掘进迎头距离不小于70m,如小于70m时,应设置3道反向风门,且反向风门距离回风巷口不小于10m。2、加强通风管理,揭过煤期间,矿必须每天安排专人将所有影响范围内的通风设施进行全面检查,若有损坏,必须立即进行修复加固,确保完好、可靠。3、所有通风设施必须保证牢靠、完好,风筒吊挂平直,风筒出口距迎头不大于5米;接头严实,不漏风,确保有足够的风量,严禁无风、微风作业。第五章 揭煤作业程序1、根据东瓦斯抽放巷26#钻场钻孔资料绘制地质成果图。2、在11182里段运输石门迎头距C18煤层法向距离10m(不小于7m)处停头施工,施工4个区域防突措施检验孔,进行区域防突措施效果检验,直到区域防突措施有效(效果检验方法为:测压、计算煤体残余瓦斯含量等方法)。区域防突措施有效的情况下,掘进至迎头距煤层法向距离5m处停头。3、在11182里段运输石门距C18煤层法向距离5m(不小于5m)处(地质构造复杂、岩石破碎的区域,应适当加大法向距离),迎头施工3个穿透煤层厚度的钻孔,孔径为42mm,采用钻屑瓦斯解吸指标法进行区域验证。当区域验证工作面有突出危险时,再实施局部防突措施并重新进行局部防突措施效果检验,直到防突措施有效。(效果检验方法为:K1值考察)。4、当区域验证工作面无突出危险后,在采取边探边掘的前提下(用5m风钎往煤层方向探5m,掘2m),采取远距离停电撤人放炮的安全防护措施掘进至迎头距C18煤层法向距离不小于1.5m位置(急倾斜煤层为2m)。5、在掘进至11182里段运输石门迎头距C18煤层法向距离不小于1.5m(急倾斜煤层为2m)时,采用钻屑瓦斯解析指标法对区域防突措施进行最后一次区域验证(区域验证方法采用K1值考察)。6、当最后验证区域防突措施无效时,采取排放钻孔作为补充防突措施(或抽放钻孔再次抽放),直至最后验证防突措施有效。7、当区域防突措施有效后,由矿上报措施经公司审批后,提出揭过煤申请报阿戛安监站,经阿戛安监站同意后,请示水城县安监局局,安排救护队员协助揭煤工作。8、在采取安全防护措施的前提下执行全井停电(动力电)、撤人,远距离爆破逐步揭过C18煤层。第六章 控制煤层层位措施1、根据东瓦斯抽放巷26#钻场钻孔资料绘制地质成果图整理并绘制出地质钻探成果图。2、地测部门对整个巷道的掘进过程进行控制,在距C18煤层垂距5m、3m、2m时,进行层位探控,下预报通知单到相关单位,现场标定控制点位置,并在现场悬挂掘进进度大样图,施工单位必须严格进行控制,并每班向矿调度汇报进尺,防止误揭煤层。3、当11182里段运输石门掘进距C18煤层垂距5m、3m、2m时,施工单位每次打眼前必须在该巷道底板(或顶板)、中部各施工1个小直径(42mm)前探钻孔,确定C18煤层层位,保证岩柱距C18煤层厚度不小于1.5m(急倾斜每层为2m)的垂距,该钻孔必须始终超前于工作面迎头3m以上,以防止误揭开C18煤层。4、施工探煤钻孔必须由施工单位与安检员现场签字验收,严禁弄虚作假。确保钻孔的真实性,防止误揭煤层。第七章 防治煤与瓦斯突出措施根据已探明的地质情况,11182里段运输石门采用在迎头停头施工穿层钻孔预抽煤层瓦斯(或排放钻孔)的方法作为区域防突措施。区域防突措施钻孔控制范围为控制巷道轮廓线外12m(急倾斜煤层底部或下帮6m),同时保证钻孔控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m,如果钻孔不能一次穿透煤层全厚时,保持钻孔最小超前距离不小于15m;抽采半径为3m(查资料,根据煤层透气性系数确定),钻孔直径为75mm,共设计45个钻孔,终孔间距4m,钻孔倾角在15-6之间,最短孔设计深25m,最长设计孔深65m。详见:11182里段运输石门揭过C18煤层区域防突措施抽放钻孔设计图(详见26#钻场设计图)施工方法:1、采用ZDY-125型钻机施工钻孔,采用马丽散封孔工艺(或其它方法)进行封孔。2、钻孔方位、倾角放线工作由地测人员进行现场标定;3、钻孔施工深度达到设计要求,若达不到设计要求的,必须补打。4、钻孔施工现场必须悬挂经审查签字的设计图牌板,否则不得施工。5、严格执行打一封一连一抽一的原则,封孔深度不小于8m。第八章 防突措施效果检验及区域验证一、区域措施效果检验钻孔布置工作面掘进距C18煤层垂距7m(不小于7m)时在迎头布置4个测压钻孔,其中1#孔开孔在迎头水平距顶板0.8m,方位25,倾角38,孔深13m,终孔点位于揭煤点巷道上帮轮廓线外8m的煤层内;2#孔布置在巷道中线上,开孔距巷道顶板1.1m,方位25,倾角0,孔深10m,终孔点位于揭煤点前方12m巷道中部煤层内;3#孔开孔在迎头水平距左帮0.6m,距巷顶1.1m,方位340,倾角0,孔深14.2m,终孔点位于揭煤点往西水平距10m,巷道左帮轮廓线外12m的煤层内;4#孔布置在巷道右帮0.6m,开孔距巷道顶板1.6m,方位72,倾角0,孔深15m,终孔点位于揭煤点往东距巷底11m煤层内。附:11182里段运输石门揭煤区域防突措施效果检验钻孔设计图。二、煤层残余瓦斯压力测定1、测定煤层残余瓦斯压力必须严格执行AQ1047-2007煤层瓦斯压力直接测定方法规定,严格按照上述区域防突措施效果检验孔设计参数将检验孔施工到位后,封孔安装压力表对煤体残余瓦斯压力进行测定,若所有检验测试点煤层瓦斯压力均小于0.74Mpa, 证明区域防突措施有效,则该揭煤区域为无突出危险区域;反之,措施无效,为突出危险区域,必须补充施工瓦斯抽放钻孔进行抽放的局部防突措施。2、经区域措施效果检验,若区域防突措施有效,通风部门根据措施和检验情况及时编制区域防突措施效果检验报告单报矿总工程师审批同意后,掘进至与煤层法向距离不小于5m处,进行区域验证。若区域防突措施无效,则再采取补充局部防突措施(抽放孔或排放孔),直到区域防突措施有效。三、区域验证当工作面掘进至与煤层法向距离不小于5m位置时,采用钻屑瓦斯解吸指标法对区域防突措施进行区域验证,即:采用WTC-1型防突仪测定钻屑解析指标K1值和钻屑量,具体方法如下:1、用风煤钻在工作面迎头施工3个直径为42mm,孔深8.5m13m的钻孔(根据煤层厚度与倾角确定孔深),2号钻孔位于巷道掘进方向中部,平行于掘进方向,1号、3号钻孔布置在距巷道两帮各300mm腰线位置,终孔点位于巷道断面轮廓线外24m处。附:11182里段运输石门石门揭煤区域防突措施验证钻孔布置图。2、钻孔进入煤层后,每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S,每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标k1值,直至钻孔施工至设计位置。根据防治煤与瓦斯突出规定第73条规定,若煤样为干煤,测得的k1max值小于0.50mL/gmin1/2和Smax小于6Kg/m,或若煤样为湿煤,测得的k1max值小于0.40mL/gmin1/2和Smax小于6Kg/m,则为无突出危险工作面;反之,为突出危险工作面。3、区域验证为突出危险工作面时,必须采取施工穿层抽(排)钻孔作为补充局部防突措施(抽(排)放钻孔控制范围为:控制到巷道的两侧和上部轮廓线外至少5m,下部至少3m)。再按防治煤与瓦斯突出规定进行防突措施效果检验,直至措施有效为止。在区域验证为无突出危险工作面的情况下,采用钻探法边掘边探掘进至距煤层法向距离不小于1.5m(急倾斜煤层不小于2m)时,采用钻屑瓦斯解析指标法进行最后区域验证,若区域验证为无突出危险工作面,通风部门根据区域验证情况及时编制区域验证报告单报矿总工程师审批,审批同意后,按爆破设计及安全技术措施实施远距离爆破揭开煤层;如经最后验证区域防突措施无效时,再采取施工穿层钻孔抽(排)煤层瓦斯的方法作为补充局部防突措施(钻孔控制范围为:控制到巷道的两侧和上部轮廓线外至少5米,下部至少3m)后,再进行防突效果检验,直至措施有效。第九章 安全防护措施一、避难所的位置在11182里段运输石门外1400水平构建有矿井永久避难硐室,避难硐室内配备有供氧和有害气体去除设施、食品和饮用水以及自救器、照明、急救箱、工具箱、灭火器、人体排泄物收集处理装转瞬等辅助设施。二、压风自救1、压风自救安设要求:压风自救必须安装在巷道内的压缩空气主管道上并处于常开状态,通过压缩空气主管道与地面压风机房连接,确保压风自救连续供风;每组压风自救装置可供58人使用,且每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。2、压风自救安设地点:距11182里段运输石门工作面迎头2540m处、井下放炮地点、撤人设岗地点处均必须设置压风自救装置,11182里段运输石门巷道内每隔50m安设一组压风自救装置。附图:11182里段运输石门压风自救系统图(附后)三、防突风门管理措施1、通过防突反向风门墙垛的风筒、风窗、水沟均必须安设防逆流装置。2、防突反向风门必须配备足够的防逆流沙袋,由施工单位在放炮前孔洞堵严、封实。3、通风部门必须每天派专人对防突风门进行维护,发现问题,立即处理。4、人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。工作面无人或工作面放炮时,必须关闭反向风门;四、远距离爆破安全技术组织措施整个揭过煤期间必须采取远距离爆破方法作业,其影响范围内必须停掉动力电、井下所有人员撤离至地面,执行全井撤人、停电、放炮。1、起爆地点主斜井口旁边50m2、停送电、撤人、设岗(1)撤人、设岗1岗(兼起爆点)位置:主斜井口;职责:阻止人员进入主斜井内;2#岗位置:副斜井口;职责:阻止人员进入副斜井内;3岗位置: 回风井口;职责:阻止人员进入回风井内;撤人设岗说明:班长带领站岗人员将11182里段运输石门内所有人员撤至地面并设专人站岗,阻止人员进入井下。由揭煤领导小组组长(副组长)通知调度室,由调度室电话通知井下各施工地点所有人员全部撤到地面,并从人员定位系统确认所有人员全部撤到地面,各单位在井上清点上井人数并与入井检

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