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文档简介
前 言严格按照省工信委、省安监局关于印发云南省深化煤矿瓦斯专项整治工作方案的通知(云工信煤行【2010】1153号)要求,严格执行“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理方针,紧紧抓住采掘部署、通风系统、瓦斯抽采、安全监控、现场管理等重点环节,切实落实“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。以省政府下发关于坚决遏制煤矿安全生产事故多发势头的通知(云政办发201160号文)要求全省所有高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井一律停产整顿,进行煤矿瓦斯专项治理。结合煤矿实际,针对现有的管理手段、管理制度及现有的安全技术装备的现状,预防煤矿瓦斯事故的发生,以“一通三防”为主的煤矿瓦斯治理工作、以煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善为依据,依此,特制定老营煤矿瓦斯专项治理工作方案。方案编制依据1、东山镇老营煤矿老营井矿井资源开发利用方案;2、东山镇老营煤矿老营井矿井资源资源储量核实报告;3、东山镇老营煤矿老营井矿井扩建初步设计说明书;4、东山镇老营煤矿老营井矿井扩建初步设计安全专篇;5、东山镇老营煤矿老营井矿井自燃倾向性和爆炸性鉴定报告;6、煤矿安全规程;7、煤矿采掘现状。目 录第一章 矿区概述 5第一节 概述 5一、交通位置 5二、矿区范围 7第二节 开采技术条件 7一、水文地质 7二、矿区煤层及构造情况 9三、瓦斯、煤尘的自然倾向性 10第二章 矿井开拓开采现状 11第一节 矿井开拓开采概况 11第二节 主要生产系统 13第三节 矿井存在的主要问题 16第三章 瓦斯治理专项实施方案 17一、开拓开采系统治理方案 18二、通风系统治理方案 18三、供电系统治理方案 30四、防尘(消防)系统治理方案 30五、瓦斯抽放系统治理方案 31六、监测监控系统治理方案 31七、压风系统治理方案 32八、现场管理治理方案 32第四章 瓦斯专项治理安全保障措施 32第一节 建立安全技术管理体系 32第二节 完善各项管理制度 35第三节 “一通三防”技术措施 37第四节 防突措施 41第五节 瓦斯排放措施 50第六节 安全投入保障措施 51第七节 安全管理措施 52第八节 矿井应急救援机制建设保障措施 55第一章 矿区概述第一节 概述一、交通位置老营煤矿位于宣威市东南60公里处,属宣威市东山镇老营村公所管辖,地理坐标:东经10415361041612,北纬260415260509。矿区往南有简易公路,里程39千米至小鸡街与326国道公路相接,并达贵昆铁路小鸡街站,距宣威市运距64千米。另一条简易公路北行,途经东山寺到贵昆铁路宣威火车站30公里,距滇黔铁路田坝矿区支线文阁车站28公里。距曲靖市130公里,交通较便利。(图1)。二、矿区范围矿区位于羊场矿区和井田之间,法定采界北至x:2886600,南至x:2884800,东至y:35427395,西至y:35426325。由5个拐点圈定,拐点坐标详见表1。面积0.8235平方千米。开采标高1860米至1600米。表1 矿区范围拐点坐标表拐点编号坐标xy矿12886405.035426325.0矿22886600.035426605.0矿32885235.035427395.0矿42884800.035427130.0矿52885540.035426550.0矿区面积0.8235km2开采深度1860-1600m第二节 开采技术条件一、水文地质1、 矿区水文地质特征矿区地处滇东高原北部,属低中山地貌,矿区内地形西南部高,最高点海拔2139.2米,最低点在东部1797.8米,相对高差341.4米。区内仅有一些南西-北东向山间小溪,但流量小,2001年5月观测其流量为16.8升/秒,受大气降雨影响。小溪地表径流外排条件良好,洪水持续时间短,属北盘江水系。区内最低侵蚀基准面位于区内东部的河谷处,海拔标高1797.8米。含煤地层均位于侵蚀基准面以上。2、主要含水层及隔水层(1)主要含水层 卡以头组(t1k):以细砂岩、粉砂岩为主,下部夹粉砂岩和泥岩,厚度85-105米。单位涌水量0.079-0.2162升/秒米,渗透系数0.0163米/日。富水性中等。宣威组中-上段(p2x4+5):以泥岩和煤层为主,厚度83米。单位涌水量0.007升/秒米,渗透系数0.1566-0.3449米/日,水位标高1879.07-1901.77米,富水性弱。宣威组下段(p2x1-3):以泥岩和砂岩为主,厚度120米。渗透系数0.0741-0.05米/日,水位标高1915.44米,富水性弱。峨嵋山玄武岩组(p2e):分布于矿区深部,为玄武岩和凝灰岩。含裂隙承压水,富水性中等。断层破碎带含水特征:区内正断层多17条,逆断层仅1条。落差30米的断层5条,断层破碎带普遍狭窄,充填物以泥质为主,因此,断层导水性极弱。在39线3918孔对f42正断层及p2x4-5进行抽水试验,单位涌水量0.0017升/秒米,渗透系数0.0163米/日,故断层破碎带含水性及导水性极弱。3、老窑水对矿床开采的影响区内小窑沿煤层露头开采历史悠久,老窑较多,开采深度及积水情况不详,加之老窑采空区垮塌,风化裂隙发育。因此,老窑积水对矿床充水有一定影响,在开采过程中应加以防范。4、矿井充水因素矿井充水因素主要受大气降水控制,其次为浅部老窑采空区积水。二、矿区煤层及构造情况1、含煤特征区内煤系地层平均厚度197米,含煤26-35层,煤层总厚7-18米,平均11.70米,含煤系数5.9。大部分煤层及全部可采煤层均集中在煤系中、上段。下段自底部假整合面起向上,厚约129米,含不稳定煤层7-6层;中段自k9煤层到k3煤层底,上段自k3煤层到煤系顶,中、上段厚度55.72-132.51米,平均82.30米,含煤13-20层,一般17层,煤层总厚5.57-9.30米,平均7.15米,含煤系数8.7。可采煤层k3、k9两层,可采总厚度2.34-6.37米,平均3.26米,可采含煤系数4。次要煤层k2+1、k4不稳定,灰分高,厚度小,不可采。2、构造(1)矿区位于羊场向斜南东翼,次生背斜西翼,该背斜为轴向200向南西倾伏的短轴背斜,核部为峨嵋山玄武岩组。地层走向北西-南东,倾向南西,倾角由浅部35左右,向西翼逐渐变缓为25左右。(2)断层区内断层稀疏,仅有一条f1断层,为北东向正断层。位于区内北部,走向长2350米,区内1500米,倾向300-330,倾角35-45。落差25米。该断层破碎带较窄,宽0.1-0.5米,带内角砾细碎,断裂面平滑。对1600米水平以上的煤层有影响。地表露头点4个,地下有风井巷道控制。属探明断层。三、瓦斯、煤尘的自然倾向性1、瓦斯沼气总含量:k3煤层最大值9.58米3/吨燃,k9煤层最大值14.01米3/吨燃。同一层煤瓦斯含量随煤层赋存深度的增加而增加,k3煤层瓦斯含量浅部为1.04米3/吨燃,深部为7.20米3/吨燃;k9煤层瓦斯含量浅部为4.71米3/吨燃,深部为13.88米3/吨燃。瓦斯成分:以n2及ch4为主,co2及其他稀有气体较少。随深度变化有成分变化的规律。k3煤层由浅到深n2由55.04降低为36.15,ch4则由40.30增加到61.90。k9煤层由浅到深n2由15.99降低为7.35,ch4则由83.3增加到88.73。经鉴定,本矿为高瓦斯矿井。(见表2)表2 瓦斯等级鉴定汇总表年度最大瓦斯相对涌出量m3/t最大瓦斯绝对涌出量m3/min最大二氧化碳相对涌出量 m3/t最大二氧化碳绝对涌出量 m3/min鉴定等级200715.812.2710.451.50高瓦斯200817.741.4812.721.06高瓦斯200915.650.816.790.79高瓦斯201012.901.726.630.89高瓦斯2、煤尘区内采煤尘样2件,经云南省煤炭产品质量检验站鉴定,k3自燃倾向性等级为iii类,不易自燃,无煤尘爆炸性。k9自燃倾向性等级为iii类,不易自燃,无煤尘爆炸性。(表3)表3 煤层爆炸性和自燃倾向性试验成果表煤层编号采样地点工业分析(%)倾向性结论爆炸性试验爆炸性结论madadvadf火焰长度(厘米)岩粉量()k3老营煤矿4.8770.4048.67不易自燃无无无煤尘爆炸性k9老营煤矿5.0868.0845.61不易自燃无无无煤尘爆炸性 第二章 矿井开拓开采现状第一节 矿井开拓开采概况老营煤矿属于六证齐全的生产矿井,按设计布置三个采区,矿井中部为一采区,两翼为二、三采区,矿井实现分区通风,具有独立完善的通风系统。矿井采用斜井开拓,专用回风井布置在矿井的两翼。1800水平以上采用平硐布置,现已基本采完;1680水平采用斜井开拓,现生产采区在一采区。一、 开拓概况老营煤矿主井,担负矿井煤炭、矸石、材料、机械设备的运输以及矿井的压风管路和进风任务。主井主要采用料石砌碹支护。巷内装备15 kg/m合金钢轻型窄轨,轨距600mm。选用绞车提升运输。老营煤矿副井,担负矿井行人、供电、排水、材料、辅助运输以及矿井的管线敷设和进风任务。主要采用料石砌碹支护,其它地段采用锚喷支护。回风井:担负矿井的回风任务,南翼风井安设瓦斯抽放管路。主要采用粗料石砌碹及工字钢支护。二、采煤方法我矿现开采的一采区南翼k3煤层及北翼k9煤层,采用走向短壁式采煤法,单体液压支柱支护。采煤工艺:k3煤层放炮落煤,k9煤层采用手镐落煤,采空区管理采用全部跨落法管理顶板。由于原有巷道布置不规范,巷道断面不规则,断面小,支护采用木支护,给我矿安全生产带来很多困难。需要对巷道进行改扩,改变支护方式。一采区为一个水平开采,目前开采标高为1800m1680m,矿井设计能力9万吨/年。第二节 主要生产系统一、矿井通风1、通风方式:采用对角式通风,主、副井进风,两翼回风,两进两回。2、通风方法:采用机械抽出式通风。3、南风井安设有2台主扇,主扇型号:fblcz9/222;风量:1173704m3/min;功率:22kw;静压:12012418。北风井安设有2台主扇,主扇型号:fbcdz9/222;风量:1173704m3/min;功率:22kw;静压:12012418。其中1台工作,1台备用;主井进风量:721 m3/min、副井进风量:604 m3/min;南风井回风量:623 m3/min、北风井回风量:718 m3/min;在1800水平南北两翼巷道中设置各设置两组正反向风门,并进行连锁;在风井人行道设置两组正反向人行风门;防爆门安设符合要求。4、2010年经云南省服务中心对我矿瓦斯等级进行鉴定为高瓦斯矿井;经云南省煤炭产品质量检验站鉴定,k3自燃倾向性等级为iii类,不易自燃,无煤尘爆炸性。k9自燃倾向性等级为iii类,不易自燃,无煤尘爆炸性。5、掘进通风采用压入式局扇通风,局扇型号:ybt11型,风量:240503m3/min;功率:11kw,数量4台。6、井底1675水平运输巷,采区上山、工作面上下出口、总回风巷断面小,需要进行扩改,采用工字钢支护。二、运输系统1、主井采用jtk1.61.2型绞车提升运输,电机功率110kw。2、主要运输巷采用2台xk2.56/481kbt型蓄电池机车运输。3、工作面运输巷采用刮板输送机运输,型号为:sgd-320/17。三、排水系统水仓建立在井底车场k3煤层底板上,分主副水仓,水仓容量满足矿井最大涌水。安设3台水泵,其中1台工作,1台检修,1台备用,型号为:100d453,功率55kw,排水量:85m3/h。安设两趟无缝钢管由人行上山到副井,从副井排至地面。四、压风系统我矿在地面安设1台压风机,有1台未安设,安装1台型号为:blt-100a-12.5/7,功率:75kw,压力0.7m,供气量12.5 m3/min;未安装1台型号为:lg110-8,功率:110kw,压力1.03m,供气量20 m3/min;,管路未安设到各作业地点,主管管径为100无缝钢管。五、供电系统矿井采用10kv双回路供电,一回来自东山35kv一号变电站,另一回路来自东山35kv第二变电站,两回路来自不同的电源母线端。安设变压器5台,供井下3台,供地面主扇1台,供抽放泵1台。井上下供电分开,并实现“三专两闭锁”。井下所有开关均为隔爆型真空开关。掘进未实现“双风机双电源”供电。六、防尘系统在地面建立防尘水池一个,能够储存200 m3的防尘水。用50mm有缝钢管经南风井及副井至各用水点,井下配有防尘管网,洒水及喷雾装置,设施不全,隔爆设施不完善,喷头数量不足。严格按规定安设,主棚不小于30米,辅助棚不小于20米七、通信系统有一台ktj4d型程控交换机,地面共设7部电话,分别设在风机房、调度室、井口、矿长办公室、安全生产办公室。井下共设8部本安型电话机,分别设在工作面、运输巷,水仓、车场。八、监测监控系统矿井安装使用kj78n型监测监控系统进行瓦斯监测监控,井下设监控分站4个,井下共设置甲烷传感器20个,风速传感器2个,温度传感器2个,负压传感器2个;地面在瓦斯抽放泵房安设监控分站1个,瓦斯传感器2个,温度传感器1个,负压传感器1个。监控主机实现双配,运行正常。传感器必须实现双配,一台使用,一台备用。九、瓦斯抽放系统煤矿于2010年5月安设一套瓦斯抽放泵在距南风井100米的地面,型号为:2bza303型水循环真空泵,电机功率75kw,额定流量:49.953.3 m3/min。运行正常。抽放管路安设不到位;配置钻机2台,未安设到作业点。十、其它安全装备情况煤矿配置中速风表1台,低速风表1台;光学瓦检仪24台;便携式报警仪30台;自救器60台,型号为zy45,统一进行管理发放;供水施救系统未完善;人员定位系统未安装。 第三节 矿井存在的主要问题一、通风系统存在的主要问题1、掘进工作面未实现双风机、双电源配置。2、1800水平两组风门漏风大,联锁不完善。3、巷道断面不足,支护材料不规范。二、防尘供水系统存在的主要问题井下防尘管路不到位,喷雾装置配置数量不足。隔爆水袋数量不足。三、防灭火系统存在的主要问题灭火器数量不足,沙箱数量不够。四、瓦斯抽放系统存在的主要问题抽放管路未安设到工作面上隅角,采空区瓦斯抽放不到位,各采掘工作面未严格执行“先抽后采”的方针。五、监测监控系统存在的主要问题传感器未实现双配。六、压风系统存在的主要问题压风机未实现双配,管路未铺设到各作业地点。七、供电系统存在的主要问题掘进供风未实现双风机、双电源配置。八、采掘系统存在的主要问题工作面专用回风巷布置不规范,采区布置未严格实现后退式回采。九、通讯系统存在的主要问题通讯电话未实现挂牌管理,电话数量配置不够。十、设施设备和管理现状存在的主要问题局扇未实现双配;风门管理不到位,漏风超过规定要求;现场管理不到位,隐患整改不及时。十一、其他方面存在的问题人员定位系统未安设到位,救护器材未按规定配齐。第三章 瓦斯治理专项实施方案总体要求:严格执行“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理方针,紧紧围绕“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。并严格按规范要求开展瓦斯治理的各项工作,整治重点是解决系统、设施、设备和管理方面存在的问题。1、通风可靠的基本要求:通风系统的治理必须达到“通风可靠”,即:系统合理、设施完好、风量充足、风流稳定。“系统合理”就是要求矿井和工作面必须具备独立完善的通风系统;采区实行分区通风;设置专用回风巷;严禁无风、微风作业和串联通风作业。“设施完好”就是风门、风机、风筒、密闭等通风设施保持完好无损,通风巷道保证有足够的断面。“风量充足”就是矿井总风量、采掘工作面和各种供风场所的配风量,必须满足安全生产的要求;风速、有害气体的浓度,必须符合煤矿安全规程规定的要求;严禁超通风能力生产。“风流稳定”就是要按规定及时测风、调风,保证采掘工作面及其他供风地点风量、风速持续均衡,局扇通风符合煤矿安全规程规定的要求,采用双风机、双电源,能自动切换,保持连续均衡供风。2、抽采达标的基本要求:多措并举,应抽尽抽、抽采平衡、效果达标。“多措并举”即地面抽放与井下抽采相结合,把采区在投产前的预抽采、采动层抽采、边开采边抽采、老空区抽采等措施结合起来,全面加强瓦斯抽采抽放。“应抽尽抽”即凡是应当抽采的煤层,都必须进行抽采,把煤层中的瓦斯最大限度地抽采出来,降低煤层瓦斯含量。“抽采平衡”就是矿井的抽采能力,与采掘布局相协调、相平衡,使采掘生产活动始终在抽采达标的区域内进行。“效果达标”就是通过抽采,使吨煤瓦斯含量、煤层的瓦斯压力和工作面瓦斯抽采率、采煤工作面回采前可解吸瓦斯含量,达到煤矿瓦斯抽采基本指标规定的标准。3、监控有效的基本要求:装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速。“装备齐全”就是监测监控系统的中心站、分站、传感器等设备要齐全,安装设备要符合规定要求,系统运作不间断,不漏报。“数据准确”就是瓦斯传感器必须按期调校,其报警值、断电值、复电值要准确,监控中心能适时反映监控场所瓦斯的真实状态。“断电可靠”就是当瓦斯超限时,能够及时切断场所的电源,迫使停止采掘活动。“处置迅速”就是要制定瓦斯事故应急预案,当瓦斯超限和各类异常现象出现时,能够迅速做出反应,采取正确的应对措施,使事故得到有效控制。4、管理到位的基本要求:责任明确、制度健全、执行有力、监督严格。“责任明确”就是要把瓦斯治理和安全生产的责任细化,分解落实到各个层级、各个环节和各个岗位,上至法人、矿长和副矿长及技术负责人,下至作业现场的每个职工,都要明确自己的具体职责。“制度健全”就是要建立健全瓦斯防治规章制度,把对各个环节、各个岗位的工作要求,全部纳入规范化、制度化轨道,做到有章可循。并根据井下条件的变化和随时出现的新情况、新问题,不断修改、充实、完善规章制度,不断改进和加强瓦斯治理的各项措施,使管理工作常抓常新,科学有效。“执行有力”就是要加大贯彻执行力度,在抓落实上狠下功夫,坚持从严要求、一丝不苟,严格执行规章制度,严厉惩处违章指挥、违章作业、违反劳动纪律的行为。落实岗位责任,实现群防群治。“监督严格”就是要建立强有力的监督机制,加强监督检查。煤矿各级干部必须切实履行职责。确保国家安全生产法律法规、上级安全生产指示指令得到切实认真的贯彻落实。“一通三防”是煤矿安全生产管理重中之重的工作,必须认真对待,把每一项措施落实到位,预防“一通三防”事故。深刻体会“瓦斯不治、矿无宁日”,把瓦斯治理工作摆到煤矿企业“生命线”的高度,因此,经研究,特制定老营煤矿瓦斯治理专项实施方案。一、开拓开采系统治理方案1、优化生产布局矿井、采区和工作面采用从上往下开拓开采布置,煤层先k3煤层,在开采解放层k7煤层,后k9煤层的开采布置方式。在各采区布置前必须实施区域预抽。必须在各采区实现后退式回采。2、合理组织生产煤矿严格按照核定的生产能力9万吨/年为依据,编制煤矿年度、月度生产计划,严禁“超能力、超通风、超定员”组织生产,煤矿采掘工作面个数符合煤矿安全规程规定。3、坚持正规开采加强生产准备,保持水平采区和采掘工作面正常接替;严禁剃头开采。采煤工作面必须保持至少2个安全出口,形成壁式采煤。开采三角煤、残留煤柱,确实不能保持2个安全出口时,必须制定具有针对性的安全措施、报上级行管部门批准方可进行作业。4、严格按照顺序开采采区内各煤层开采顺序为自上而下进行,即先采上层,后采下层。采区内先采上区段,后采下区段。5、采掘作业点面控制严格按采掘计划的生产能力组织生产,坚持以风定产原则,必须严格按批准的点面布置作业地点,采用如下治理方案:同一煤层同一采区只准布置1个回采工作面和两个掘进工作面。全矿作业点不到超过2个回采工作面和4个掘进工作面。 6、回采工艺k3工作面采用放炮落煤、k9工作面采用手工落煤;工作面采用陶瓷溜槽自溜;顺槽运输采用溜子运输。支架形式及支护材料的选择和规格要求:a、支架选型(a)沿工作面倾斜方向每隔8米支设一个木垛。(b)使用单体液压支柱进行支护,选用dz16型外柱式单体液压支柱,hdja1000型金属铰接顶梁支护采场顶板。 b、支护形式工作面采用走向棚子支护方式,第三排支设成密集支柱进行切顶和挡矸。工作面的支护密度为排距1.0米,柱距0.8米。采煤方法:采用走向长壁后退式采煤法采高:走向长300米、倾斜长50米。采用全部垮落法管理顶板。二、通风系统治理方案根据老营煤矿实际,从以下几个方面对矿井通风系统进行专项治理。1、对巷道断面进行扩改由于矿井原有巷道断面不规则,断面不足,影响矿井通风,增大矿井通风阻力。支护材料不规范,采用以下治理方案。(1)+1670m水平运输大巷现有断面不足4.0米2,采取挑顶、刷帮的方法,保证梯形巷道上净宽不得低于1.8米,下净宽不得低于2.4米,净高不得低2.0米;净断面积不得低于4.2米2;木支护地段全部更换为工字钢金属支架支护。(2)+1800m水平回风大巷现有断面不足3.8米2,采取挑顶、刷帮的方法,保证梯形巷道上净宽不得低于1.6米,下净宽不得低于2.4米,净高不得低2.0米,净断面积不得低于4.0米2;木支护地段全部更换为工字钢金属支架支护。(3)北翼通风行人上山巷道高度不足1.8米,采取卧底的方法,保证巷道净高度不得低于2.0米,上净宽不得低于1.6米,下净宽不得低于2.4米,净断面积不得低于4.0米2,并采工字钢进行支护。 (4)北翼k9+1710m水平运输石门巷道断面不足4.0m2,采取挑顶、刷帮的方法,保证梯形巷道上净宽不得低于1.6米,下净宽不得低于2.4米,净高不得低2.0米,净断面积不得低于4.0米2并采用工字钢进行支护。 (5)北翼k9+1710m水平联络巷高度不足2.0米,采取卧底、刷帮的方法,保证梯形巷道上净宽不得低于1.6米,下净宽不得低于2.4米,净高不得低2.0米,净断面积不得低于4.0米2,并采用工字钢进行支护。 (6)南翼总回风上山高度不足,采取卧底、刷帮的方法,保证梯形巷道上净宽不得低于1.6米,下净宽不得低于2.4米,净高不得低2.0米,净断面积不得低于4.0米2,并采用工字钢进行支护。 (7)k3、k9回采工作面进、回风巷断面偏小,净断面不足3.6米2,具体要求:采取卧底、刷帮的方法,保证梯形巷道上净宽不得低于1.6米,下净宽不得低于2.4米,净高不得低1.8米,净断面积不得低于4.0米2,并采用金属支架进行支护。 2、对通风设施的改造(1)必须对各施工地点、通风巷道的风量进行分析,对由于通风设施不齐全造成风流短路的地点,必须设置风门,风门必须进行连锁,防止风流短路。(2)必须加强生产技术管理,合理布置采掘作业地点,合理布置通风设施,以防设施过多,造成通风系统不稳定。(3)必须加强通风设施检查、维护和使用工作,发现设施损坏、风门不起作用以及连锁失效等问题,必须及时安排处理。3、矿井通风设施治理矿井采用对角式通风,对井下一翼的风量进行计算。(1)风量计算及分配矿井总需风量q总=(q采+q掘+q硐+q其它) k漏式中:q采采煤工作面需风量之和,m3/min; q掘掘进工作面需风量之和,m3/min; q硐各独立硐室需风量之和,m3/min;q其它除采掘、硐室以外的其它需风量按(q采+q掘+q硐)的10%计算。k漏为矿井通风系数,取1.2其计算如下:(1)q采、按最多作业人数计算q=4nk=4161.45=92.8m3/min=1.55m3/s q:工作面风量。4:每人每分钟所需要的空气。n:工作面同时工作的最多人数。k:备用系数,取1.45.、按采面瓦斯涌出量计算q=100qk=1000.351.8=63 m3/min=1.05 m3/s式中:q为采面绝对瓦斯涌出量;k通风系数一般为1.42.0,取得1.8、按工作面温度计算q采=60vcski =6030.9=162 m3/min =2.7 m3/s式中:vc为采煤工作面适宜风速,取1 m3/s;s为工作面有效断面(最大控顶距+最小控顶距)/2采高,取3 m2;ki工作面长度系数取0.9。、按一次爆破作业最大消耗炸药量计算:q采25a采,m3/min 255 125m3/min2.08 m3/s式中:q采采煤工作面所需要风量,m3/min25每公斤炸药爆炸后每分钟的供风量标准,m3/kg.mina采采煤工作面一次爆破的最多炸药消耗量,kg、按风速验算15sq采240s采q采15s采=153=45 m3/min=0.75 m3/sq采240s采=2403=720 m3/min=12 m3/s煤矿安全规程规定,采煤工作面的最低风速为不小于0.25m/s,故该工作面的最低风量为:q低0.25s,m3/min 煤矿安全规程规定,采煤工作面的最高风速不超过4m/s,故该工作面的最高风速风量为:q高4s,m3/min(1)采面最大支护空间按4排支柱计算,断面积为3.2m2 。最小风速v=1623.260=0.84m/s(2)采面最小支护空间按3排支柱计算,断面积为2.2m2 。最大风速v=1622.260=1.23m/s采面风速符合煤矿安全规程中规定的0.25-4m/s的要求,说明选取工作面的风量162m 3 / min是合理的。故采面风速0.75 m3/sq采=2.7 m3/s12 m3/s,符合煤矿安全规程规定。(2)q掘 1)按最多人数计算q=4n掘k=4201.45=116 m3/min=1.93 m3/s4:每人每分钟所需要的空气。n掘:掘进工作面同时工作的最多人数。k:备用系数,取1.45.2)按掘进工作面瓦斯涌出量计算q=100qk=1000.242=48 m3/min=0.8 m3/s式中:q为掘进工作面绝对瓦斯涌出量;k通风系取2.03)按局扇通风机的吸风量计算q=qfikf =3.3311.2=4.0 m3/s式中:qf为掘进工作面局部通风机额定风量200365 m3/min,取200 m3/min=3.33 m3/s;i为掘进工作面同时运转的局扇台数取1台;kf为防止局部通风机吸循环风,风量备用系数取1.24)、按一次爆破作业最大消耗炸药量计算:q掘25a掘,m3/min 256 150m3/min2.5 m3/s式中:q掘掘进工作面所需要风量,m3/min25每公斤炸药爆炸后每分钟的供风量标准,m3/kg.mina掘掘进工作面一次爆破的最多炸药消耗量,kg5)按风速验算q0.2560s掘=154.2=63m3/min=1.05 m3/sq460s掘=2404.2=1008m3/min=16.8 m3/ss掘掘进工作面巷道过风断面积,m2。故采面风速1.05q掘=4.016.8m3/s,符合煤矿安全规程规定。(3)q硐=60 m3/min=1 m3/s(4) q其它=(q采+q掘+q硐)10% =(2.7+4.0+1) 0.1 =0.77 m3/s则:q总=(2.7+4.0+1+0.77) 1.15=9.74 m3/s,经上述计算,因矿井为两翼通风,取矿井总风量为20m3/s.(二)矿井风量分配(见下表)供风地点需风量m3/s回采工作面 8掘进工作面8 硐室2其它2经计算,矿井总风量能够满足布置两个回采工作面和四个掘进工作面作业。4、采煤工作面瓦斯治理方案(1)采煤工作面瓦斯来源分析及瓦斯涌出量预计矿井煤层倾角在2836,目前采用走向短壁采煤法采煤,瓦斯来源主要工作面煤壁瓦斯涌出、采空区和回采落煤瓦斯涌出三部分组成。k3采煤工作面回风流中瓦斯浓度为0.16%0.26%,工作面回风量为140 m3/min;k9采煤工作面回风流中瓦斯浓度为0.24%0.36%,工作面回风量为220 m3/min;依此,对k3、k9采煤工作面瓦斯涌出量预计如下:k3最小时:qch4=q.ch4 =1400.16/100 =0.224(m3/min)k3最大时:qch4=q.ch4 =1400.26/100 =0.364(m3/min)k9最小时:qch4=q.ch4 =2200.24/100 =0.528(m3/min)k9最大时:qch4=q.ch4 =2200.36/100 =0.792(m3/min)采煤工作面绝对瓦斯涌出量预计为:k3为0.224 m3/min0.364 m3/min;k9为0.528m3/min0.792 m3/min;k9工作面绝对瓦斯涌出量达到0.5m3/min以上,采用上隅角安设管路进行瓦斯抽放。(2)采煤工作面瓦斯治理方案矿井煤层倾角在2836,目前采用走向短壁采煤法采煤,k9工作面绝对瓦斯涌出量达到0.5m3/min以上;鉴于此,采用如下方案治理瓦斯:在现场管理中,必须根据采煤工作面的瓦斯涌出量、采煤工作面同时工作的最多人数、每次放炮炸药的消耗量进行计算,在确定采煤工作面供风量;采煤工作面设置t0、t1、t2传感器,实行24小时监控;必须配齐配足瓦斯检查员,严格按规定检查瓦斯、管理好传感器;工作面施工地点、检查人员严格按规定配备使用便携式瓦斯报警仪;瓦斯鉴定仪、瓦斯报警仪、甲烷传感器、风表等必须定期校验,并有调校记录;专职电工每班对工作面所使用的电气设备至少进行一次隔爆性能检查,杜绝电气设备失爆;工作人员必须随身携带自救器,一但工作面发生瓦斯涌出异常或停电停风时,工作人员必须立即沿避灾线路方向撤离工作点。必须在工作面上隅角安设管路进行瓦斯抽放,保证管路完好,抽放泵正常运转,司机24小时在岗,严禁脱岗,表现瓦斯异常,必须立即向矿调度室报告。在采煤过程中,严格按规定每旬对井下各用风地点的风量、瓦斯浓度进行测定,并计算各掘进工作面的最大瓦斯涌出量,经计算,若瓦斯涌出量大于0.336m3/min,小于5m3/min,通过调整通风系统、增加风量稀释瓦斯。若通风方法不能解决时,必须严格按规定进行瓦斯抽放。5、掘进工作面瓦斯治理方案(1)掘进工作面瓦斯来源分析及瓦斯涌出量预计掘进工作面瓦斯主要由巷道煤壁瓦斯涌出和掘进落煤瓦斯涌出两部分组成。根据煤矿正常生产时实测,k3掘进工作面回风流中的瓦斯浓度为0.14%0.28%,掘进工作面回风风量80m3/min;k9掘进工作面回风流中的瓦斯浓度为0.24%0.38%,掘进工作面回风风量80m3/min;依此,对k3、k9掘进工作面瓦斯涌出量预计如下:k3最小时:qch4=q.ch4 =800.14/100 =0.112(m3/min)k3最大时:qch4=q.ch4 =800.28/100 =0.224(m3/min)k9最小时:qch4=q.ch4 =800.24/100 =0.192(m3/min)k9最大时:qch4=q.ch4 =800.38/100 =0.304(m3/min)即掘进工作面绝对瓦斯涌出量预计为:k3掘进工作面为0.112 m3/min0.224 m3/min;k9掘进工作面为0.192m3/min0.304 m3/min;k9掘进工作面绝对瓦斯涌出量达到0.3m3/min以上,采用先抽后掘的方式进行作业。(2)掘进工作面瓦斯治理方案、k3煤层采用放炮掘进,采用压入式局部通风机向掘进工作面供风;鉴于此,采用如下方案治理瓦斯:根据掘进工作面的瓦斯涌出量、掘进工作面同时工作的最多人数、每次放炮的消耗量进行计算,选择有足够风压和风量的局部通风机向掘进工作面供风,风筒直径不小于400,巷道拐弯处使用可缩性风筒;经过上山的风筒必须进行可靠保护,防止被煤、矸石埋压、材料冲坏,造成工作地点无风、微风、瓦斯超限;工作面设置t1、t2甲烷传感器,实行24小时监控;必须配齐配足瓦斯检查员,严格按规定检查瓦斯、管理好传感器;工作面施工地点、检查人员严格按规定配备使用便携式瓦斯报警仪;放炮母线随用随放,随巷道两侧悬挂整齐,起爆地点选择在新鲜风流中,起爆地点到爆破地点的距离符合煤矿安全规程规定;专职电工每班对工作面所使用的电气设备至少进行一次隔爆性能检查,杜绝电气设备失爆;工作人员必须随身携带自救器,一但工作面发生瓦斯涌出异常或停电停风时,工作人员必须立即沿避灾线路方向撤离工作点。、k9煤层采用手锹落煤掘进,采用压入式局部通风机向掘进工作面供风;鉴于此,采用如下方案治理瓦斯:根据掘进工作面的瓦斯涌出量、掘进工作面同时工作的最多人数进行计算,选择有足够风压和风量的局部通风机向掘进工作面供风,风筒直径不小于400,巷道拐弯处使用可缩性风筒;经过上山的风筒必须进行可靠保护,防止被煤、材料冲坏,造成工作地点无风、微风、瓦斯超限;工作面设置t1、t2甲烷传感器,实行24小时监控;必须配齐配足瓦斯检查员,严格按规定检查瓦斯、管理好传感器;工作面施工地点、检查人员严格按规定配备使用便携式瓦斯报警仪; 专职电工每班对工作面所使用的电气设备至少进行一次隔爆性能检查,杜绝电气设备失爆;工作人员必须随身携带自救器,一但工作面发生瓦斯涌出异常或停电停风时,工作人员必须立即沿避灾线路方向撤离工作点。k9掘进工作面绝对瓦斯涌出量达到0.3m3/min以上,掘进工作面施工采取打超前钻孔(钻孔底超前掘进工作面的垂直距离不小于5米,钻孔布置、眼深、方位严格按作业规程规定进行施工)释放瓦斯压力;石门掘露煤层必须编制专门安全技术措施。、在掘进过程中,严格按规定每旬对井下各用风地点的风量、瓦斯浓度进行测定,并计算各掘进工作面的最大瓦斯涌出量,经计算,若瓦斯涌出量大于0.232m3/min,小于3m3/min,通过调整通风系统、增加风量稀释瓦斯。若通风方法不能解决时,必须严格按规定进行瓦斯抽放。6、硐室及其它地点瓦斯治理方案硐室及其它地点,必须按照规程规定配足风量,管理好通风设施,防止风流短路;严格按规定检查瓦斯、测风,严禁无风、微风或瓦斯超限作业,发现无风、微风或瓦斯超限时,立即采取措施进行处理。7、采空区瓦斯治理方案采空区瓦斯治理是矿井瓦斯治理的重要组成部分,必须对回采结束的采煤工作面、采区、报废的巷道,严格按规定设置密闭、栅栏、悬挂瓦斯检查牌板,严格按规定检查瓦斯;定期对密闭进行全面检查,发现密闭漏气、密闭附近瓦斯超限,立即采取措施进行处理。三 供电系统治理方案根据煤矿现状,掘进未实现“双风机双电源”供电,电缆悬挂不规范,由于矿井采用380v电压向井下供电,供电距离远,不能满足矿井用电需要,需安设高压入井。具体治理方案如下:严格按规定增设风机,掘进工作面实现“双风机双电源”配置;严格检查供电线路,对不合格的电缆悬挂重新按煤矿安全规程的规定吊挂;严格按规定及行业标准购置设备并及时安装完善,达到矿井供电需要。四 防尘(消防)系统治理方案 煤矿建立完善供水系统,实现集中供水;工作面溜煤保持一定的存煤,不得放空;掘进作业必须采用湿式打眼,放炮前,冲洗煤(岩)帮,严格使用水炮泥、爆破喷雾降尘,在各转载点设置洒水装置;在主要进回风巷设置主隔爆棚,长度不得少于30米,在采煤工作面设置辅助棚,长度不得少于20米。五 瓦斯抽放系统治理方案根据煤矿采掘现状,煤矿抽放系统存在的问题为:抽放管路安设不完善;工作面上隅角未铺设管路进行瓦斯抽放。根据存在的问题,特制订如下治理方案:严格按规定配齐专业人员,购置各种所需的安全仪器,严格按规定铺设完善抽放管路系统,并随时保证抽放泵的正常运行,登记好运行记录,抽放工必须坚守工作岗位,发现问题,及时报告。k9煤层掘进必须严格执行“先抽后掘,抽采达标”的管理方式。严格格按“四位一体”防突措施组织施工。具体要求如下:(1)必须严格按高瓦斯矿井的要求进行施工,对k9煤层所有采掘工作面的瓦斯进行预抽。预抽钻孔的布置要求如下:安全外围线 顶眼 外斜眼 a4 a5 中眼(超前眼)a2 a1 a3 外斜眼 预抽孔长40m,允许掘进距离25m(安全煤柱为15m)(2)在打预抽孔施工过程必须严格执行瓦斯巡回检查制度和钻场报警仪挂点、监控探头、瓦检仪三同时管理。(3)打钻施工作业人员和瓦斯检查员必须佩戴压缩氧自救器。(4)施工钻场必须首先布置好压风管路、防尘供水管路、通讯电话等安装到位,并能正常使用。(5)打钻专用的光学瓦斯检查仪必须是浓度在0100%的高浓度瓦检仪。(6)钻场用电必须安装瓦斯超限断电装置,当施工地点瓦斯超限时,能立即切断钻机电源,并实现闭锁。(7)封孔材料必须使用水不漏凝胶粉配水进行密封。(8)抽放支管路进入主管路之前和钻场附近预抽管分支之前必须安装可调负压的闸阀,各预抽管在煤壁外则必须安装球阀,在抽放支管路两闸阀之间必须设置高浓度瓦斯传感器进行监测预抽瓦斯浓度变化情况,只预抽管道内瓦斯浓度不超限,且正常稳定后,方可掘进施工。六 监测监控系统治理方案为严格落实“装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速”的要求,实现对井下甲烷和一氧化碳的浓度、温度、风速等动态监控;对井下所有甲烷、馈电、设备开停、风速、风压、一氧化碳、烟雾、温度、风门、风筒等传感器的安装数量、地点和位置必须符合煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(aq1029-2007)要求;必须严格落实值班管理制度,配齐传感器数量,加强对监控系统的维护,传感器应严格按规定调校。七、压风系统治理方案根据煤矿实际现状,需对压风机房进行建设,并对安全设施进行完善,压风管路必须铺设到各作业地点,采掘工作面管路直径不小于50;所有管路必须设置供气阀门,间隔不大于200米。八 现场管理治理方案煤矿严格落实现场管理,严格执行矿井领导带班及特员跟班作业。加大隐患整改力度,做到小隐患当班解决,大隐患严格按“五定”的原则解决。九、其他方面治理方案严格按规定安设人员定位系统和配足救护器材。第四章 瓦斯专项治理安全保障措施第一节 建立安全技术管理体系一、组织机构组 长:陶广雄 (矿长) 副组长:李祥飞(安全副矿长)李祥万(生产副矿长)成 员:李凡良(机电副矿长)、王光利(技术负责人)、李祥龙、李祥伟、李春华(安全员)、李俊贤(技术员)、李凡稳、李祥才、徐发兵、常道金、李祥华、李祥顺、余仕显、李祥树、李凡令、李凡俭。领导机构下设办公室,由技术副矿长兼任办公室主任,负责瓦斯治理的材料收集、整理、存档和上报工作。二、具体分工1、为加强领导,强化措施,落实责任,将此整治实施方案落实到位,煤矿成立与矿长为组长的瓦斯治理机构。矿长对瓦斯治理工作作全面负责
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