A07第七章 井下其它灾害防治.doc

大峪沟矿务局将军煤矿改扩建初步设计安全专篇 第七章 井下其它灾害防治第七章井下其它灾害防治第一节顶板灾害防治及装备一、影响矿山压力显现基本因素分析1煤层顶底板据全区揭穿二l煤层的钻孔资料统计，二1煤直接顶板为细中粒砂岩的占296，其厚度一般515m，最大厚度21.56m，最小厚度0.93m，其变化规律不明显；直接顶为泥岩(或炭质泥岩)的占39.8，最大厚度13.90m，最小厚度0.85m，一般37m；直接顶板为砂质泥岩的占30.5，最大厚度24.07m，最小厚度1.18m，一般515m。从以上直接顶板来看，岩性变化较大，厚度也不稳定。二1煤直接底板的资料显示：直接底板为砂岩的占11.8，为灰岩的占9.3，其它均为砂质泥岩或泥岩(包括炭质泥岩)。砂岩的最大厚度11.25m，最小厚度0.62m，一般16m；灰岩的最大厚度18.55m，最小厚度1.10m，一般15m；泥岩和砂质泥岩分布面积较广，最大厚度12.42m，最小厚度0.82m，一般为15m。在直接顶底板与煤层之间，局部存在有伪顶和伪底。其岩性多为炭质泥岩和泥岩，个别钻孔也遇到过粉砂岩。伪顶和伪底的厚度均小于0.50m，仅个别钻孔的伪顶和伪底达0.600.70m。从相邻井田二1煤生产矿井新中12号井调查，井下为金属支架，垮度3m。一般情况下直接顶板自然脱落，易于管理，当厚层砂岩为直接顶板时，尚须人工放顶。在一般情况下不产生底臌。2井田构造本井田位于秦岭纬向构造带北亚带嵩山大背斜的北翼。总的构造形态为一走向280290，倾向1020，倾角714,单斜构造，区内褶皱不甚发育，构造以断裂为主，主要为东西向断裂，倾角平缓(714 )的单斜构造,由近东西向、北东向和北西向三组断裂组成。近东西向断裂是与区域纬向构造体系相平行的一组主干断裂，以走向正断层为主，局部伴生有小型的逆冲断裂，并多呈阶梯式或地堑式相间排列，构成了井田内构造的基本格架。北东和北西向断裂多发育于井田东西两端以压扭性正断层为主。此外，井田内尚发育有近东西及北西南东向起伏不大的小型宽缓褶皱。依据现行煤、泥炭地质勘查规范，确定构造复杂程度属简单构造。主要断裂有：(1)将军岭滑动构造(F9)位于本区北部边界附近，是滑动构造的主干断裂，地表出露于岳寨、西北沟、将军岭后沟、马岭北至韩沟一带，东西贯穿全区，倾向北，倾角6072，落差070m，东部较大，西部较小。2014、2808等钻孔揭露明显，地表有I738、III149、214、206、II432、179等地质点和k1、k3、k4探槽控制，基本查明。F9滑动构造面倾角上陡下缓，呈现“犁式”形状，落差上部大、下部小，当断裂面延深至二1煤层时，由切割岩层变为顺层错动，对二1煤层影响较大，局部铲蚀煤层，使煤层断失、变薄或增厚，煤芯构造挤压揉皱现象明显，滑面发育，强度极低，夹矸呈叶片状，有大量滑动构造面及白色次生薄膜。煤层顶板岩芯均较破碎，且具水平滑动镜面及擦痕。对一1煤层无影响。(2)F104断层该断层位于凉水泉水库至将军岭南岭，延伸长度1.9Km，走向近EW，倾向S，倾角6570，落差18m左右。地表大部被第四系地层覆盖，仅有1909孔及2304孔两孔见到。1909孔于孔深123.00m见破碎带，P11地层岩芯极为破碎，泥岩被挤压成磷片状，二1煤层变薄，地层缺失15m左右。由于该断层影响，C3上部地层岩芯倾角高达60以上。2304孔P12底部岩芯极破碎，岩性混杂，并可见再胶结的断层角砾岩，于孔深123.40m见断层带，砂锅窑砂岩受其断层破坏仅保留1.20m厚，P11地层缺失10m有余。另从二1煤层底板等高线图可知，2304孔与2504孔，1909孔与1905孔之间，煤层底板标高亦有明显的不连续。（3）F6断层位于本区北部边界附近，西起柳树沟断层，向东延伸至区外，延伸长度8km以上，为一走向近EW，倾向S，倾角6570的正断层，断层落差140m左右，该断层西段有507孔见孔东段见到，东段由地表露头控制。3煤层赋存和采煤工艺本矿开采的二1煤为黑色，金属光泽，多呈粉、粒状，强度极低，指压即碎。煤层厚度023.8m，平均4.62m，为普遍可采煤层。局部受构造破坏，出现薄无煤带。煤层倾角714，设计范围内煤层倾角一般均在10以下。且煤层直接顶板强度较低，易于垮落。设计采用“”顶梁炮采放顶煤，走向长壁采煤法，一次采全高采煤工艺。根据以上基本因素分析，随着开采深度的增加，开发强度的增大，矿山压力可能会增大，再加上支承压力的影响，掘进、回采时可能会发生矿压事故，矿井生产应注意加强矿压的观测和分析研究，为采掘顶底板管理和巷道支护等提供依据。二、一般顶板冒落灾害的防治措施及装备1回采工作面根据煤层顶底板条件，结合邻近矿井的实际生产经验，工作面采用DZ22-30/100G单体液压支柱，配2.4m和3m 型钢梁，对棚架设，两梁五柱，中间为单柱支护形式。支架排距为1.0m，柱距0.6m，1m以上荆笆护顶；全部垮落法管理顶板，在工作面上、下端头及顺槽30m内架设单体液压支柱及形钢梁加强支护，强化工作面端头及相邻巷道支护强度。支架的支护允许强度以下式计算：Q1=K1K2R/（ab）式中：K1支柱承载不均匀系数，按经验取0.85； K2支柱增阻系数，按经验，取0.95； R支柱额定工作阻力，300KN，对棚假设取600KN； a,b支柱间、排距。根据上式计算，工作面的支护强度为807.5KPa。工作面顶板压力估算如下：Q2=KM/（KP-1）式中：上覆岩层容重，取25KN/m3； KP矸石碎胀系数，取1.35； M工作面采高， 2.2m； K老顶来压系数，取1.5。经计算，工作面顶板压力为215.73KPa，可见，Q2Q1，即支架支护强度可以满足要求。另根据顶板裂隙带高度一般为采高8倍的经验公式进行估算： Q38M式中： M工作面采高，2.2m; 上覆岩层容重，取25KN/m3经计算，工作面顶板压力为440Kpa。Q38.966 (允许值)提物（最大件）：m物= n1QqQZ+Q大件+n1PkHj+ n2PW(Hc-Hj)g= 8.727.966 (允许值)所选钢丝绳满足煤矿安全规程要求。b. 提升机的选择及校验：按摩擦轮及天轮与钢丝绳直径之比要求，计算提升机摩擦轮及天轮最小直径:Dm=Dt90dk=2160mm按摩擦轮及天轮与钢丝绳中最粗丝径之比要求，计算提升机摩擦轮及天轮最小直径:Dm=Dt1200max =2160mm根据所选提升容器及钢丝绳，经计算，副井提升设备选用 JKMD-2.254(I)E型落地式多绳摩擦轮提升机1台，其主要技术参数如下：摩擦轮直径Dm=2250 mm天轮直径Dt=2250 mm最大静张力Fje=225 kN最大静张力差Fce=65 kN提升机旋转部分变位质量Gj=6500 kg天轮变位质量QD(=QE)=22300 kg行星轮减速器，减速比 i=11.5采用恒力矩液压站衬垫摩擦系数 =0.25衬垫允许比压 P=2 MPa提升系统实际最大静张力(最大件)Fjmax =174.068（kN）225kN提升系统实际最大静张力差(最大件)Fcmax=30.09（kN）65kN 提升机实际衬垫比压（按提升最大件）： =1.47(MPa)2 MPa所选提升机满足要求。c. 电动机选择和校验（提最大件）：经计算，提升机选用Z400-3A型直流电动机1台，主要技术参数如下：额定功率 N=315 kW额定电压 U=660 V额定转速 n=579 r/min效率 = 89.8%过载系数 =2电动机转动惯量 GD2=25.2kgm2 提升系统运动参数：运行速度V=5.93m/s设计采用a1=a3=0.7 m/s2、a5=0.5 m/s2、V4=0.5m/s、h4=3m副井提升容器(罐笼)升降人员时的最大加速度和减速度均不超过0.7m/s2，都小于0.75m/s2；实际运行最大速度为5.93m/s，不超过0.5倍提升高度的开方值10.48m/s(0.5)，且小于12 m/s；下放雷管、炸药时容器最高速度小于2m/s。副井最大班工人下井时间19.6 min，最大班作业时间为3.912 h。都符合煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范的要求。副井提升系统过卷距离、过放距离取8m，不小于煤炭安全规程规定，经插值法计算出的过卷距离、过放距离6.14m。F2t= 1.49681011N2s等效时间：Td=88.298s等效力： Fd = =41172N等效功率：Nd= 271.9(kW) 315kW主电动机功率储备系数为315/271.9=1.159过负荷校验：= Fmax /Fe =1.572(最大件)1.6(20.8)所选电动机符合要求。d. 提升系统的制动与防滑副井提升机设有常用闸和保险闸，采用液压盘形制动器，制动器均为弹簧式可调节的制动装置，能自动抱闸，并能同时自动切断提升装置电源。主井提升机选用恒力矩液压站，可实现二级制动，保证提升机运行安全，制动力矩可按实际使用要求调整。其安全制动及防滑计算见表7-3-2。表7-3-2 副井双容器摩擦提升防滑设计计算项 目单 位设计计算参数提 升 机 型 号JKMD-2.254(I)E电 动 机 型 号Z400-3A-03罐 笼 型 号GDGK1/6/2/2K主 绳 型 号24ZBB6V30+FC1670ZZ(SS)尾 绳 型 号P847-10017-1370-I围 包 角度182.2443等效制动力(摩擦轮外径)N110200临 时 配 重kg02900提升内容升降物料升降人员升降最大件提升系统运动变位质量Kg.s2/m332631773736提升系统实际静张力差N179111948030085下放重载制动减速度m/s21.9421.9511.501下放重载允许减速度m/s22.2612.1722.845上提重载制动减速度m/s22.6962.5342.629上提重载允许减速度m/s23.1633.1863.001空载时变位质量Kg.s2/m2968空载制动减速度m/s22.475空载允许减速度m/s22.628正常运行防滑允许加速度m/s20.718正常运行防滑允许减速度m/s20.7183) 采区轨道上山辅助提升设备选用 提升速度V3.83m/s，加、减速度为0.5 m/s2。滚筒直径 D=1600 mm，游动天轮直径Dt=800 mm，游动距离Y700mm。采区轨道上山下段斜长614m ，最大傾角8，提升长度L644m。提升设备担负采区升降人员、提升矸石、运送材料和设备等辅助运输任务外，还可满足升降大型设备的要求。提升矸石采用1t固定式矿车，矿车质量为600kg，载矸石量1800kg；提升人员采用 XRC15S-6/6型人车，人车首车自重2100 kg，挂车自重2000 kg，均可载15人，每人75 kg；升降最大件采用平板车，自重811kg，最大件质量4000kg。a、提升钢丝绳的选择和校验提矸一次串1t矿车4辆，绳端荷载:Q矸=1479 kg提升人员一次串 XRC15-6/6型人车3辆(1首车2挂车)，绳端荷载:Q人=1459kg提升最大件绳端荷载:Q大=1140kg提矸一次Q矸钢丝绳悬垂长度LC=669m提升系统选用18NAT6T7+FC1570ZS191-126型钢丝绳,钢丝绳直径为Dk=18mm，钢丝绳单位长度质量为Pk=1.26kg/m，钢丝绳最小破断拉力191kN 。新钢丝绳的韧性指标必须达到MT716标准中光面钢丝韧性指标，在用绳的韧性指标必须达到新绳的90%。提升系统实际最大静张力：Fj矸=17295（N）Fj人=17219（N） Fj大=10059（N）钢丝绳安全系数：m矸=11.047.5m人=11.099m大=18.997.5所选钢丝绳满足煤矿安全规程要求。b、新钢丝绳悬挂前的检验（包括验收检验）和在用绳的定期检验：新钢丝绳悬挂前的检验必须对每根钢丝做拉断、弯曲和扭转3种试验，并以公称直径为准对试验结果进行计算和判定：不合格钢丝的断面积与钢丝总断面积之比达到6%，不得用作升降人员；达到10 %，不得用作升降物料。以合格钢丝拉断力总和为准算出的安全系数，提人时低于9或提物时低于7.5，该钢丝绳不得使用。在用绳的定期检验可只做每根钢丝的拉断和弯曲2种试验，试验结果仍以公称直径为准进行计算和判定：不合格钢丝的断面积与钢丝总断面积之比达到25%，该钢丝绳必须更换；以合格钢丝拉断力总和为准算出的安全系数，提人时低于7或提物时低于6，该钢丝绳必须更换。c、提升机的选择及校验根据所选提升容器及钢丝绳，经计算，采区轨道上山下段提升设备选用JTPB-l.61.5/24型单滚筒变频防爆提升机一台。提升机选用恒减速液压站，采用液压盘形制动器制动，制动力矩可按设定的减速度自动调整。其主要技术参数为：滚筒直径D=1600mm滚筒宽度B=1500mm最大静张力Fje=45kN提升机旋转部分变位质量Gje=5650kg减速比 i=24提升系统最大静张力(提升矸): Fjmax=17295（N）60钢丝绳缠绕宽度:B=1360mm40天轮到滚筒上的钢丝绳的最大偏角：外偏角： 1=11428130内偏角： 2=11428130e、电动机选择经计算，电动机选用配用YBPT系列，6极660V，110kW 变频防爆电动机。 f、 提升系统运行参数的选取提升系统最大速度为3.46m/s，升降人员最大速度也3.46m/s，不超过人车设计的最大允许速度4m/s。下放雷管、炸药时容器最高速度小于1m/s。升降人员的加速度和减速度为0.5m/s2，均不超过0.5m/s。最大班工人上采区时间为28.6min。最大班作业时间3.85h。符合煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范的要求。g、 电动机校验(提升矸石) a) F2t= 8.35481010(N2s)b) 等效时间：Td=201.03(s)c) 等效力：Fd = = 20386(N)d) 等效功率：Nd=88.2(kW)110kWe) 过负荷校验：= Fmax /Fe = 1.54 1.6（20.8）所选电动机符合要求。h、提升系统的制动采区提升机选用恒减速液压站，采用液压盘形制动器制动，制动力矩可按实际使用要求自动调整，当一台恒减速系统出现故障而失效时，自动切换到另一个恒减速系统运行，当恒减速系统出现故障而失效时，液压站能自动转换实现二级制动，保证提升机运行安全。保险闸制动时，变位(等效到滚筒外径上)制动力取37000N，制动力矩大于等于实际提升最大静荷重旋转力矩的2倍（31.6/2Fjmax=1.6/2217295=1.6/2 34590N.m）制动力矩大于等于2倍(提升机质量模数较小)的提升最大静荷重旋转力矩。提升系统运送矸石时变位质量为24146kg，升降人员时变位质量为24096kg，运送最大件时变位质量为19357kg。经计算，采区轨道上山提升系统的自然减速度为1.462 m/s2，提升系统保险闸发生作用时, 上提重载时全部机械的制动减速度和下放重载时全部机械的制动减速度，利用恒减速液压站，根据实际运行的载荷，均可将系统制动减速度调整在1.1 m/s2恒定，上提重载不大于自然减速度AC（1.462m/s2），下放重载不小于0.75m/s2。严禁用常用闸进行紧急制动。（3）提升容器与井壁、罐道梁、井梁之间的最小间隙本矿井的主副井、采区轨道上山担负全矿原煤及辅助提升任务，其提升容器与井壁的最小间隙能够满足煤矿安全规程规定的要求。见表7-3-3。（4）防坠器本矿采区轨道上、下山运送人员的人车选用XRC15S-6/6型斜井人车。有顶盖，并装有可靠的防坠器，当断绳时，防坠器能自动发生作用，也能人工操作。表7-3-3 提升容器与井壁、罐道梁、井梁之间的最小间隙间 隙 类 别主立井(mm)副立井(mm)容器与容器之间350260容器与井壁之间448347容器与井梁之间250250（5）其它防止措施主、副井提升，通过电控系统对提升机液压制动系统的控制，实现两级制动。在采区辅助提升，设置防跑车控制设备，通过控制挡车器等防跑车控制装置，防止跑车事故的发生。在轨道上山中，安设有跑车防护装置，能够将运行中脱钩、断绳的车辆阻止住。在各车场、上部平车场入口及上部平车场接近变坡点处，均安设有阻车器。在变坡点下方15m左右的地方设置有挡车栏。在各车场均安设有信号装置，甩车时能发出警号。上述挡车装置是经常关闭的，放车时才准打开。但在提升人员时，挡车装置和跑车防护装置必须是常开状态，并可靠锁住。有了这些防范措施可确保人员和设备的提升运输过程中的安全性。（6）井筒防冻本矿进风井为主立井、副立井，进风量分别为30 m3/s、50 m3/s。冬季井筒防冻室外计算温度为-11.3，热媒为0.3MPa表压的饱和蒸汽。井筒防冻采用有风机冷热风在井口房混合方式。冷空气由百叶窗进入空气加热室，经工业热风器加热至25 后送至井口房，与冷空气混合至2 后一并送入井下。井筒防冻耗热量合计1510 kW，其中主立井的井筒防冻耗热量为566 kW，副立井的井筒防冻耗热量为944 kW。根据计算的耗热量，主立井选用2台WZFY-15/25/2.5-Z工业热风器，单台制热量383.8 kW；副立井选用3台WZFY-15/25/2.5-Z工业热风器，单台制热量383.8 kW。二、运输事故的防治措施及装置1本矿选用的主要运输设备（1）大巷运输设备大巷运输因初期运距较短，不设人车，但后期须设人车。根据生产规模和煤矿安全规程第三百四十七条的规定及可研审批意见，井下大巷运输电机车选用XK5690-KBT防爆特殊型蓄电池电机车。蓄电池电机车上设置车载式瓦斯断电仪以便在瓦斯超限时切断机车电源。井下初后期大巷辅助运输运矸、后期运人经计算每台5防爆特殊型蓄电池电机车分别牵引11辆1固定式矿车、5辆PRC-12型人车，均能满足制动距离及其它各项要求。计算过程如下：运输计算依据及参数a、矿井生产规模：0.6Mt/ab、瓦斯等级: 高瓦斯矿井c、含矸量: 7.5%d、运距: 初期0.16km; 后期1.73kme、工作制: 工作日330d/A;每天两班运输,每班7h.f、运量: 初后期每班运矸石68.2tg、运输线路平均坡度:3h、调车时间15min.i、运矸矿车:1t固定式矿车,Q0=0.61t；载重人车（PRC-12）自重：Q0=1.25t；每车可载12人j、运输不均衡系数:K=1.25。k、矸石散容比1.7l井下最大班人数：120人电机车选型和列车组成列车组成计算运矸计算：a按电机车（重车上坡）的牵引力组成列车= =22.69（辆） 取11辆b按电机车的制动能力（下坡）校核列车组成 =163.9kg=182.5kg查5隔爆型蓄电池电机车牵引特性曲线（整车）em=60em12=3.33m/sL80L10.5=2.92 m/sLbr= =13.8m40m 满足要求电机车后期运人列车组成计算：a人车运输计算（按每台机车牵引5辆PRC-12人车计算） 人车运行阻力系数按em=WL=10.25计算b、按电机车的制动能力（下坡）校核列车组成 =212.3kg =114.4kg查5隔爆型蓄电池电机车牵引特性曲线（整车）上坡=88上坡10=2.78m/sL60限速下坡12=3 .33m/s初期运输距离较近不运人Lbr= =10.2m20m 满足要求（2）采区主要运输设备采区