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文档简介
某某县某某煤矿联合试运转总结报告20**年12月目录第一章矿井概况第一节矿井交通及地理位置第二节井田面积、煤层赋存及围岩情况第三节矿井联合试运转领导机构成员第四节矿井设计能力、服务年限、开拓方式及地表小窑开采情况第五节矿井水、火、瓦斯、煤尘等自然灾害情况第二章矿井各主要系统分项运行报告第一节生产系统1、井巷工程2、回采工作面和掘进工作面第二节辅助系统1、矿井通风系统2、矿井提升、运输系统3、矿井防尘、防灭火系统4、矿井给、排水系统5、矿井供电系统6、矿井安全监测监控系统7、矿井压风系统8、矿井通讯系统第三章联合试运转中主要生产设备故障处理记录分析第四章提升、排水、通风等主要生产安全设施与装备的检测、检验报告第五章联合试运转效果分析第六章今后有关生产安全的建议矿井概况第一节矿井交通及地理位置1、某某县某某煤矿位于某某县城东15km,属某某县草塘镇管辖,距镇政府约7公里,有矿山简易公路与302省道相连,交通较为方便(见矿区交通位置图1-1)。某某煤矿由原草塘镇大湾田煤矿和原大湾煤矿整合而成,其地理坐标为东经:107°29′40″-107°30′20″,北纬27°10′00″-27°10′47″。2、某某煤矿在行业管理上隶属某某县煤炭管理局管辖,是某某县列入矿区发展规划的基建矿井之一。某某煤矿的企业性质为私营合伙企业。3、某某县草塘镇某某煤矿为整合矿井,根据贵州省人民政府文件“黔府函〖2021〗203号,省人民政府《关于黔南自治州荔波县等十一县(市)煤矿整合和调整布局方案的批复》”。贵州省某某县草塘镇某某煤矿为整合矿井,由某某县草塘镇大湾煤矿(3万t/a)、某某县草塘镇大湾田煤矿(3万t/a)整合而成。于2021年7月取得贵州省国土资源厅颁发的《采矿许可证》,证号:5202100711184。万灵煤矿某某煤矿万灵煤矿第二节井田面积、煤层赋存及围岩情况井田面积:根据贵州省国土资源厅2021年7月颁发的采矿许可证划定的矿井范围,矿区范围由6个拐点坐标圈定,矿区范围呈不规则六边形,走向长0.5-1.42km,倾斜宽0.55-1.09km,矿区面积:1.3233km2,开采深度1070m—600m标高矿区拐点坐标见表-2-1:表-2-1矿区拐点坐标表拐点号XY030077023644991013007695364504502300727036451010330067703645100043006255364505005300625536449920开采深度:1070-600m标高,面积:1.3233km22、煤层赋存和围岩情况(1)地层及地质构造地层矿区及周围出露地层由老至新,依次为二叠系茅口组(P2m)、吴家坪组(P3w)及第四系(Q)。二叠系(P)1)茅口组(P2m):灰白、灰色中至厚层生物屑灰岩,局部见燧石团块或燧石条带。厚>100m2)吴家坪组(P3w)第一段(P3w1):顶为厚1.46-1.62m的煤层(D煤层),煤层之下主要为泥岩、粉砂质泥岩夹泥质粉砂岩,局部地段偶夹炭质泥岩,厚20-30m。第二、三段(P3w2+3):中上部为暗灰色中厚层生物屑砂泥质灰岩,生物屑含砂泥质灰岩,夹薄至中厚层泥灰岩、泥岩及1-2层燧石灰岩。中下部具韵律性(沉积旋迴),表现为厚至中厚层生物屑燧石灰岩夹3层中厚层生物屑砂泥质灰岩、生物屑含砂泥质灰岩、泥灰岩、泥岩。底部为厚5-8m的暗灰色中厚层生物屑砂泥质灰岩、泥灰岩(标志层1),为煤层直接顶板。厚325-375m。第四系(Q):腐植土,黄色粘土,含砾砂土,厚0-20m。构造矿区位于某某向斜转折端的北延部分,北部岩层总体近南倾,往东及东南逐渐转为南东,倾角11-24度,平均倾角18度,断层极不发育,属构造中等复杂的矿区。(2)煤层区内主要含煤地层为二叠系上统吴家坪组第一段(P3w1),为一套陆地边缘沉积环境的细屑沉积岩夹煤层的沉积组合。细屑沉积岩之岩性为泥岩、粉砂质泥岩夹泥质粉砂岩,局部地段偶夹炭质泥岩、鲕状泥岩及角砾状泥岩,岩石中普遍见即植物茎叶化石。含煤地层(P3w1)厚20—30m,一般用25m,含煤一层(D煤层),其位于P3w1之顶。1)含煤性含煤地层(P3w1)含一层煤(D煤层)。其为可采煤层,煤层厚1.46—1.62m,平均总厚1.55m,含煤率为3.09%。区内可采煤层仅为1层,厚度小,含煤地层的含煤率不高。2)可采煤层从所有见煤点的情况来看,D煤层的结构简单,为无夹矸的结构单一的煤层,其顶板为深灰色中厚层生物屑砂泥质灰岩、砂质泥灰岩,底板主要为灰白色泥岩、粉砂质泥岩。煤岩类型为光亮-半亮、半亮型煤,中-细条带状结构为主,局部为宽条带、叶片状结构。煤以粉煤为主,少量呈块状。煤层厚1.46—1.62m,平均厚度为1.55m,其厚度变化较小,属全区可采的较稳定煤层。表12-2可采煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)夹矸层数(层)煤层倾角(°)顶板岩性底板岩性最小最大平均D1.461.621.55无夹矸11°深灰色中厚层生物屑砂泥质灰岩、砂质泥灰岩灰白色泥岩、粉砂质泥岩3)煤层岩性标志层。a、标志层1(B1)吴家坪组第二段(P3w2)在区内常形成陡崖地形,陡崖脚常见到厚层燧石灰岩与下伏的中厚层生物屑含砂泥质灰岩夹薄层泥灰岩及泥岩的分界线,分界线下距D煤层顶8m左右。该分界线地表容易识别,是D煤层对比的可靠间接标志之一。b、标志层2(B2)含煤地层P3w1岩性主体为泥岩,因此,无论在地表或深部,泥灰岩结束,出现没有灰质成份的泥岩的位置,即为D煤层位置。上述可知,区内煤层标志层稳定且特征明显,煤层与标志层间距较稳定,煤层特征显著。4)煤层风、氧化带根据矿区区域原生产窑及老窑开采情况,煤层风、氧化带为煤层露头往下垂深25m,本次工作风、氧化带下界定为煤层露头往下垂深25m。(3)煤质1)物理性质和煤岩特征煤层颜色为褐黑色,粉末为黑褐色;以玻璃光泽、沥青光泽为主,少量半金属光泽和丝绢光泽;以参差状断口为主,其次为贝壳状及阶梯状断口;硬度2左右;内生裂隙发育,且多为无机物呈脉状充填;机械强度低,易碎,呈粒状、粉末状。2)化学性质、工艺性能及煤类a、化学性质煤层原煤水分(Mad)0.52%;灰分(Ad)11.46%;挥发分(Vdaf)32.13%;硫分(St.d)1.2—2.5%。b、工艺性能发热量(Q):煤层原煤发热量(Qnet,d)为27.25MJ/kg—36.01MJ/kg,平均35.4MJ/kg,属高热值煤。胶质层指数:胶质层厚度(y)为23.80—41㎜,收缩率(x)为16.80—30.50㎜(源于2021年资源储量核实报告)。c、煤类煤层煤类属肥煤。d、可选性根据某某县白沙煤矿勘探筛分、浮沉试验结果,煤的可选等级为中等可选。3)煤质及工业用途评价煤层煤质属低灰、低至中硫肥煤,可作炼焦配煤或炼焦用煤、电力、化工等动力用煤,也可作民用燃料用煤。4)其它有益矿产矿区内其它有益矿产区内其它有益矿产主要为建筑用砂石,岩性为白云岩、灰岩。另外,煤层中伴生的黄铁矿,呈星散状及侵染状产出,细粒黄铁矿通过煤洗选在尾煤中得以富集,因此,在加工利用煤矿的同时,应注意伴生黄铁矿的综合回收利用第三节矿井联合试运转领导机构成员为保证我矿联合试运转工作如期顺利进行,经矿领导研究特成立某某煤矿联合试运转领导小组,小组成员及分工如下:试运转指挥部的人员和职责分工:指挥长:杨兆勤(持有矿主要负责人安全资格证)。副指挥长:矿长费显清(持有矿长任职“双证”负责试运转全面指挥与协调)。副指挥长:工程师胡铸仁(工程师职称、有技术负责人安全资格证,具体负责试运转的技术保障、安全技术培训和措施、技术测试工作)。指挥部成员:安全副矿长刘荣(持有矿管理人员安全资格证,具体负责试运转的现场安全管理和调度指挥工作)。指挥部成员:生产副矿长余和平(持有矿管理人员安全资格证,具体负责开拓掘进现场和采准掘进现场的安全管理和调度指挥工作)。指挥部成员:机电副矿长王启华(工程师职称,具体负责试运转的机电维修保障工作和设备运行测试工作)。指挥部成员:安监科长李国成(持有矿主要负责人安全资格证,具体负责试运转的现场安全执法监督及特殊工种管理、考核工作)。指挥部成员:生技科长陈农田(持有矿长安全资格证。具体负责试运转的运行资料收集、整理和测风、测图)工作。组织机构:(见下图)各级煤炭安监煤监部门组织机构图:各级煤炭安监煤监部门万灵煤矿9万吨/年建设工程试运转指挥部万灵煤矿法人代表万灵煤矿9万吨/年建设工程试运转指挥部万灵煤矿法人代表指挥长:指挥长:杨兆勤常务副指挥长:常务副指挥长:费显清副副指挥长:费显清副指挥长:胡铸仁指挥员:刘荣李国成都市都市成指挥员:刘荣李国成都市都市成指挥员:余和平陈农田指挥员:王启华生产技术组安全检察组机电运输生产技术组安全检察组机电运输组监控通讯维修采掘队调度室、巷修队通风组第四节矿井设计能力、服务年限、开拓方式及地表小窑开采情况一、矿井设计能力及服务年限根据贵州省国土资源厅2021年7月颁发的采矿许可证(证号为5202100711184),确定某某县草塘镇某某煤矿生产规模为9万t/a。(一)储量(1)矿井地质资源量某某县某某煤矿井田内可采煤层1层,全区范围内可采。根据中化地质矿山勘察总局贵州地质勘察院编2021年8月编制的《某某县某某煤矿生产地质报告》,截至2021年8月,核实某某县某某煤矿D煤层保有资源储量为253.97万吨,其中(332)资源量62.94万吨,(333)资源量124.19万吨;预测的(334?)资源量66.84万吨。(2)矿井工业资源/储量矿井工业资源储量=332资源量+333资源量K=62.94+124.190.8=162.29万t式中:K——可信度系数,0.7~0.9。本矿地质构造中等,煤层储存较稳定,取0.8。(3)矿井设计储量=矿井工业资源储量-(井田边界煤柱+采空区防水煤柱)×K=162.29-(7.58+6.39)×0.8=151.11其中:井田边界煤柱=S边/Cosβ×M×D×10-4=S边/Cosβ×M×D×10-4=32021/Cos18°×1.66×1.4×10-4=7.58万t采空区防水煤柱=S防/Cosβ×M×D×10-4=27000/Cos18°×1.66×1.4×10-4=6.39万t(4)设计可采储量={矿井设计储量-(工业广场煤柱+井筒煤柱)K}C={151.11-(4.56+11.33)×0.80}×0.80=110.7万t其中:工业广场煤煤柱=S广/Cosβ×M×D×10-4=19240/Cos18°×1.66×1.4×10-4=4.56万t井筒、大巷煤柱=S井/Cosβ×M×D×10-4=47858/Cos18°×1.55×1.4×10-4=11.33万t式中:C——采区回采率,中厚煤层取0.80。(二)矿井设计生产能力及服务年限1.矿井工作制度矿井设计按年工作日330天计算,每天三班作业,每班8h,每天运输时间为16小时。2.矿井设计生产能力设计生产能力为9万t/a。3.矿井服务年限储量备用系数取1.5,则矿井服务年限=EQ\F(可采储量,年产量×储量备用系数)=110.7/(9×1.5)=8.2a二、开拓方式矿井设计采用斜井开拓方式,全矿井划分二个水平(一水平标高+920m,二水平标高840m)、三个采区开采,共设计两个井筒,即主斜井和回风井。主斜井利用原大湾田煤矿的技改井,井口位置位于矿区西部边界,井口坐标为:X=3007140.85,Y=36450066.10,Z=+1021m。方位301°,以25°倾角由煤系顶板向煤层掘进,在距煤层约4m处落平(不揭穿煤层),落平点标高为920.3m,然后在此标高作井底车场。在主斜井南侧重新建回风井,距主斜井约58m,井口坐标为:X=3007081.46,Y=36450045.76,Z=+1021.5m。方位291°,以31°倾角由煤系顶板向煤层掘进,同样在距煤层约4m处落平(不揭穿煤层),落平点标高为920.3m,然后与井底车场连通,并作中央水仓及水泵房。在+920.3m标高作一水平运输大巷,在+925m标高作一水平回风大巷,大巷均布置在煤层顶板岩石中,采用斜斜长壁布置工作面。一采区为双翼布置(即上下山布置)。二采区开采时由一水平运输大巷开口沿倾斜向下作二水平运输上山至840m标高,由一水平回风大巷开口沿倾斜向下作二水平回风上山至844m标高,在840m标高作二采区水泵房及水仓,大巷及上山均布置在煤层顶板岩石中,采用倾斜长壁布置工作面,俯斜布置开采。开采三采区时由二采区车场开口向下作三采区运输下山和回风下山至三采区下部,同样采用倾斜长壁布置工作面,双翼布置开采。(三)、地表小窑开采情况矿区内小窑开采历史悠久,小煤矿大多是利用冬春农闲时自采自用,由于受水、通风等限制,一般开采巷道不长,个别点可达50m。二十世纪八十年代开始,特别是九十年代,小煤矿滥采乱挖现象较普遍,由此留下采空积水隐患。经近几年的清理、整顿,特别自2021年地方政府严励打击无证开采以来,关停了部分不具备生产条件的小煤矿,情况有所好转。第五节矿井水、火、瓦斯、煤尘等自然灾害情况一、矿井水文地质条件:1.区域水文地质条件某某煤矿地处长江流域乌江水系,乌江南岸一级支流清水江水系。位于黔中高原,区内地形以低中山为主,东高西低,内部多盆地和缓坡,境内碳酸盐类岩石广泛分布,岩溶地貌如溶丘、洼地、峰丛等分布普遍。区内最高海拔1124m,区内最低海拔960m,相对高差164m。区域内岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类:碳酸盐岩主要包括二叠系中统茅口组灰岩、二叠系上统长兴组灰岩及三叠系下统大冶组灰岩,碳酸盐岩分布面积广,分布区多属裸露及半裸露的基岩山区,地表岩溶洼地、溶斗等较发育,地下局部发育溶洞,大气降水容易通过地表大量的负地形渗入岩溶裂隙、管道之中,岩层中赋存着丰富的岩溶水,富水性强,这些岩溶水长途径流,最后以岩溶大泉、岩溶泉群等形式集中排泄于当地河谷中。碎屑岩分布面积较小,主要包括三叠系下统大冶组一段粉砂岩、粉砂质泥岩,二叠系上统吴家坪组一段砂泥岩,碎屑岩靠近地表风化作用较强烈,风化裂隙较发育,含风化裂隙水,深部发育构造裂隙地段,含构造裂隙水为主,碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、岩性、构造控制,富水性总体较弱,主要依靠大气降水补给,受地势影响,一般为近源补给、就近排泄。区域内岩溶水和碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源,地下水动态随季节变化明显,据某某气象资料区域内累计年平均降水量1148.2mm,最多年1369.7mm,最少年714.8mm,最大变幅654.9mm,年变率为10%,属全国年降雨量最稳定的地区之一。区域内春季平均降水量为346.2mm,夏季平均降水量为474.5mm,秋季平均降水量为250.4mm,冬季平均降水量为77.1mm,分别占全年降水量的30.20%、41.3%、21.8%、6.71%。降水量最多月是6月,降水量为201.9mm,最少月是1月,降水量为23.6mm。月最大降水量高达区域内吴家坪组煤层上覆的中~强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层,含水层之间水力联系较弱,对煤矿床开采影响较小,只是当导水断层或其它导水通道沟通上覆含水层与煤层间的水力联系时,上覆含水层才会成为矿井的充水水源,从而威协到煤矿的开采。吴家坪组下伏茅口组灰岩强含水层与深部煤层间隔水层较薄,其地下水间接威协深部煤层的开采。2.矿区水文地质条件1)地表水系矿区西缘为茶头河下游,矿区南部有一条溪沟自东向西流过矿区汇入茶头河,流量3.2L/s;矿区中部有一小溪自东向西流出矿区,流量0.9-5.25L/s。该小溪没有与煤层及主要含水层露头产生交叉关系;矿区东南面有一条季节性小溪自西南向北从矿区边沿流出,在井田的东南面矿界外200米附近与D煤层露头交叉流过;另矿区内主井井口前约40米有一条季节性小洪沟从工业广场流过,其最高洪水位为+1039米。此外区内还还存在着一些小地表冲沟,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。矿区内地层大部分岩溶发育。随处可见洼地、漏斗、溶沟、石芽、残丘等。本区地下水化学类型为HCO3-Ca.Mg型水,矿化度24-436毫克/升,受煤粉污染的矿井水属SO4.Ca型水,矿化度中等,PH值中偏酸性。地质测量的同时,对该区池、生产窑及岩溶等水文地质现象相应地进行了调查与测量。面积1.30km2。2)含水层、隔水层矿区内地层由老到新为中二叠统茅口组(P2m)、上二叠统吴家坪组(P3a.茅口组(P2m):岩性为中厚-厚层燧石灰岩,岩溶化作用强烈,地下水均一性较差,排泄集中,富水性较强。地下水化学类型为HCO3b.吴家坪组第一段(P3w1):含煤地层,岩性为粘土岩、页岩及煤。厚20-30m,为隔水层。C.吴家坪组第二、三段(P3w2+3):岩性为灰岩及燧石灰岩,岩溶化作用强烈,岩溶漏斗、落水洞及溶洞发育。地下径流模数2.459L/S.Km2,属岩溶溶洞水及岩溶裂隙水,富水性中等偏强。地下水化学类型为HCO3-Ca.Mg型水。d.第四系(Q):残留于山谷、溪沟、洼地及山间斜坡一带。残积、坡积及冲积物厚度一般小于10m,仅含微弱孔隙潜水。调查中未发现泉点,总体上该层为一弱含水层。3)断层含、导水特征矿区构造简单,本井田内未揭露出大的断层破碎带,井下只发现有2-3米落差的小断层,没有形成破碎带,个别地点有滴水现象,断层有导水性,但没有沟通地表水体或强富含水层的导水断层存在,而当井巷穿越地下浅部发育的小断层时,由于周围岩层的风化节理裂隙较发育,有利于大气降水的渗入,井巷可能发生渗水、淋水和涌水现象。因而断层对本矿井充水作用不大。4)水力联系情况矿区内吴家坪组煤层上覆的中~强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层,含水层之间水力联系较弱,对煤矿床开采影响较小,只是当导水断层或其它导水通道沟通上覆含水层与煤层间的水力联系时,上覆含水层才会成为矿井的充水水源,但该组含煤地层在接近地表附近,岩石风化较强,节理、裂隙很发育,它们是地下水活动的良好通道,并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。从而威协到煤矿的开采。矿区内地下水补给来源主要来源于大气降水,地表水和地下水排泄条件良好,一般都由层间沿倾斜方向迳流,在侵蚀基准面之下(+960m)之上大多以泉涌方式排出;而在侵蚀基准面之下(+960m)之下吴家坪组下伏茅口组灰岩强含水层与深部煤层间隔水层较薄,,其地下水间接威协深部煤层埋藏于最低侵蚀基准面之下(+960m)的开采。5)小井老窑水文地质情况矿区内老窑众多,其废弃采面或巷道会成为老窑水、采空区积水,因其采空区已被膨胀的泥岩填满,故积水量不大。但其将成为地表水进入矿井的通道。值得充分重视的是:极大部分小窑都为浅部开采,其大部分采空塌陷都与地面连通,大气降水可通过山洪形式从其采空区塌陷直接溃入井下,对矿井构成极大的威胁。6)相邻矿井老空青菜沟煤矿:位于东南面相距4公里附近,与被矿无直接接壤关系,老空资料不详。原大湾田煤矿:位于井田内,开采标高为+1090米—+980米,矿井涌水量:正常40m3/h,最大160m3/h,最小20m3原大湾煤矿:位于井田内东北部,于2021年6月份停产关闭。开采深度为+1060米—+1020米,累计产煤9万吨,积水情况不详,估计与大湾田煤矿一样,采空区已被膨胀的泥岩填满,故积水量不大。7)矿井涌水量预测采用水文地质比拟法进行计算:现行矿井涌水量为:Q最大=120m3/h;Q最小=20m3/h;Q正常=30m3/h。同期采矿面积为S=故单位(采矿)面积(本井田矿井涌水量与采矿面积发生关系较大,而与采出量关系较小)涌水量系数Kf:Kf大=Q大/S=120÷(0.49×1000000)=0.000245m3/m2Kf小=Q小/S=20÷(0.49×1000000)=0.00004m3/m2;Kf常=Q常/S=30÷(0.49×1000000)=0.00006m3/m2式中:Kf常-----单位采矿面积涌水量系数(采场富水系数)Q常-----矿井涌水量(m3/h)S------同期采矿面积(Km2)矿井涌水量深部递增系数:Kh=(Q2/S2-Q1/S1)÷Q2/S2÷h×100%式中:Kh——深部递增系数(10.5%·100米)Q1——一水平涌水量(m3/h)Q2——二水平涌水量(m3/h)S1——一水平采空面积(Km2)S2——一、二水平采空总面积(Km2)h——一、二水平高差(m)求出已开采矿井的富水系Kf数和矿井涌水量深部递增系数Kh=后,再用下式进行计算,即得矿井未来开采的+600米标高的涌水量:Q=Kf·S·Kh式中:Q——矿井预测涌水量(m3/h);Kf——含义和数据同前;S——待开采矿体面积,采用(+600米标高以上)的可采面积0.71Km2)参加计算。Kh——深部递增系数(10.5%·100米)预测结果:矿未来开采+600米标高的涌水量:最大涌水量238.6m3/h,平均涌水量79.5m8)水文地质类型本矿区大部分矿床位于最低侵蚀基准面以下,直接充水水源主要为吴家坪组裂隙水、茅口组强岩溶裂隙水、老窑采空区积水和地表冲沟水,故本矿区属以岩溶裂隙水充水为主,水文地质条件复杂程度为中等,水文地质类型属二类一型。二、矿井煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性1.煤尘爆炸性:20**年8月9日贵州省煤田地质局实验室提交了《某某县某某煤矿煤尘爆炸性鉴定报告》,鉴定结果见表1-5-整合后某某县某某煤矿D煤层按煤尘无爆炸危险性考虑。表1-5-1煤尘煤炸性鉴定报告统一编号来样编号工业分析(%)爆炸性试验爆炸性结论水分Mad灰分Ad挥发分焦渣特征火焰长度(mm)抑制煤尘爆炸最低岩粉(%)VdVdaf20**-M270某某煤矿2.5955.7315.86300煤尘无爆炸性2.煤炭自燃倾向性:2021年11月27日贵州省煤田地质局实验室对原大湾田煤矿D号煤层进行了煤炭自燃倾向等级鉴定,自燃倾向分类结论:三类(不易自燃)。设计和施工按三类不易自燃进行设计和管理。为确保矿井安全起见,在各煤层开采时应采取尽量减少采空区浮煤损失和及时密闭采空区废弃联络眼等防止煤层氧化自燃的安全措施。煤炭自燃倾向性等级鉴定报告表1-5-2统一编号煤层名称工业分析(%)着火温度℃ΔT自燃倾向分类水分灰分挥发分T氧化T原样T还原MadAdVdaf2021-W1326D0.5211.4632.1334434935511三类备注I类:容易自燃;Ⅱ类:自燃;Ⅲ类:不易自燃三、矿井瓦斯:某某县某某煤矿由原草塘镇大湾田煤矿和原草塘镇大湾煤矿整合而成。据连续三年的瓦斯鉴定资料,贵州省煤炭管理局文件,黔煤行管字[2021]64号,《对黔南州煤矿2021年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》。贵州省煤炭管理局文件,黔煤生产字[2021]487号,《对黔南州煤矿2021年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》。贵州省煤炭管理局文件,黔煤生产字[2021]1457号,《对黔南州2021年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》。取某某煤矿井中瓦斯涌出最大值,即矿井绝对瓦斯涌出量为0.57m3/min,相对瓦斯涌出量为8.2m3/t,属低瓦斯矿井。随着开采深度的加大,煤层瓦斯涌出量也会相应增长,易形成瓦斯积聚,必须严加防范。开采二、三采区及深部时,需对煤层深部进行煤与瓦斯突出危险性鉴定。第二章矿井各主要系统分项运行报告第一节生产系统一、井巷工程我矿自2021年8月基建动工以来,至20**年7月末共完成井巷工程1977m。其中:开拓巷道1387m,采区巷道590m。回采工作面和掘进工作面从20**年8月中旬形成1101回采工作面以后,根据《开采设计方案》要求采用单体液压支柱进行采面支护准备工作,经过近几个的准备和整改,从20**年9月13日黔南州工业和信息委员会批准联合试运转方案以后,于20**年10月开始了正式采煤。在1101回采工作面采用单体液压支柱控制顶板,“三·八制”作业,两采一准方式推进,倾向长壁后退式开采。在试运转期间,1101采面在运输上山巷193米处开始向下沿煤层倾向开采,推进70米左右时,由于遇地质构造,退回来到运输上山103m处,重新开掘切割巷进行试运转,共推进88米,出煤约10600吨。经检测,采面上隅角的瓦斯浓度为0.09%-0.18%;采面的瓦斯浓度为0.08%-0.14%;二氧化碳浓度为0.01%-0.06%,与监测监控瓦斯传感器相吻合;无其他有毒有害气体;单体液压支柱无损害;液压泵站正常使用;回柱放顶时顶板随采随落。工作面设计采用炮采工艺。煤电钻(ZMS-1.2型)打眼,放井巷工程设计与实际对照表表2—1—1序号井巷名称设计实际备注支护形式断面规格(m2)长度(m)投资额(万元)支护形式断面规格(m2)长度(m)投资额(万元)1主斜井改造锚喷6.023234.8锚喷、砌碹6.023442.122风井改造锚喷5.519529.25锚喷、砌碹5.517832.043井底车场锚喷9.9428.4锚喷、砌碹9.18220.54运输大巷锚喷5.543687.2锚喷5.518037.85主副井联络巷锚喷4.6517.65锚喷4.66284.2西联巷6变电所、水泵房锚喷15.88319.30锚喷15.904012.407安全出口砌碹4.66307.50砌碹4.50307.508引风道砌碹4.66338.25砌碹4.50338.259水仓砌碹5.909218.40锚喷5.923649.5610管子道锚喷4.50255.00锚喷5.9469.2序号井巷名称设计实际备注支护形式断面规格(m2)长度(m)投资额(万元)支护形式断面规格(m2)长度(m)投资额(万元)11回风大巷锚喷5.5513102.6锚喷5.527555.0012联络巷锚喷4.6203.0锚喷4.6254.50东联巷131101回风道金支5.76012金支5.7479.87141101运输巷金支5.724348.6金支5.722346.83151101工作面单体液压5.26513.00单体液压5.26814.28161101回风巷金支5.726052.00金支5.721044.10171102回风巷金支5.726252.40金支5.7377.77181102运输巷锚喷4.627054.00锚喷4.651.05石门19合计2470553.351977407.05瓮安县草塘镇万灵煤矿试运转总结报告炮落煤,人工攉煤,工作面配备刮板运输机运煤,至装车点后装入矿车,然后由人力推车到井底车场,再由主井绞车拉出到地面。采煤工作面配备DW20-300/100(Y)型单体液压支柱,支撑高度为1110~1800mm,工作行程690mm,初撑力为118~157KN,额定工作阻力300kN/根,额定工作液压38.2MPa;选用DJA-1000型金属铰接顶粱,长度1000mm;采用“四、五”排控顶,排距1.0m,柱距0.8m,最小控顶距4.2m,最大控顶距5.2m。放顶步距1.0m。采用倾向掘进工作面沿D煤层倾向掘进,形成1102运输石门、运输上山巷及1102回风上山巷两个掘进工作面。D煤层为厚度1.66m。直接顶板为泥灰岩,力学强度中等,部分会发生顶板跨塌;煤层底板:为强风化的吴家坪组第一段,(P3w1)以泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、碎屑岩为主,力学强度很低,遇水时极易软化,塑性强,岩石完整性不好,岩体稳定性很差,巷道掘至该层段时,易产生顶部塌陷及底鼓、片帮等现象;底板有底鼓现象,并会发生支柱下陷。顶底板稳定性较差,梯形断面掘进支护方式采用锚喷。为防止掘进工作面冒顶,在掘进迎头上坚持临时支护和前探支护,严禁空顶掘进落岩(煤)方式为爆破落岩(煤)。半煤岩掘进时坚持煤、岩分掘、分装。第二节辅助系统一、矿井通风系统根据通风设计,矿井采用斜井开拓,中央并列抽出式通风。共设计两个井筒,即主斜井和回风井。主斜井利用原大湾田煤矿的技改井,井口位置位于矿区西部边界,井口坐标为:X煤系顶板向煤层掘进,在距煤层约4m处落平(不揭穿煤层),落平点标高为920.3m,然后在此标高作井底车场。在主斜井南侧重新建回风井,距主斜井约58m,井口坐标为:X=3007081.46,Y=36450045.76,Z=+1021.5m。方位291°,以31°倾角由煤系顶板向煤层掘进,同样在距煤层约4m处落平(不揭穿煤层),落平点标高为920.3m,然后与井底车场连通,并作中央水仓及水泵房。在+920.3m标高作一水平运输大巷,在+925m标高作一水平回风大巷,大巷均布置在煤层顶板岩石中,采用倾斜长壁布置工作面。矿井通风路线如下:采煤工作面:主斜井→井底车场→一水平运输大巷→1101运输巷→1101工作面→1101回风巷→一水平回风大巷→回风井→引风道→地面。掘进工作面:主斜井→井底车场→一水平运输大巷→1102回风巷→一水平回风大巷→回风井→引风道→地面。主斜井→井底车场→一水平运输大巷→1102运输巷→一水平回风大巷→回风井→引风道→地面。通风设施:在井下需要设置通风设施的地点设置了永久风门、调节风门、密闭等通风设施,在回风井井口设置防爆门。主风机选用FBCDZ№15(45×2)型防爆对旋轴流式通风机二台,一台工作,一台备用。风量15.2~41.5m3/s,负压781~2800Pa。电机功率N=2×45kw,型号YBFe280S-6;掘进工作面采用的局部通风机型号FBD№5.0/2×5.5,风量范围240~161(m3/min),全压325-2540Pa。局扇风机采用Φ500mm风筒送风;采、掘工作面已形成独立通风系统,杜绝了各工作面的串联通风。整个通风系统在试运转期间经测风,主斜井进风24m3/s,风井回风总风量24.7m3/s,其中:回采工作面配风7.0m3/s,每个掘进工作面配风4m3/s,对独立回风的水泵房、机电硐室配6.7m3/s、+920东运输大巷17.3m3/s,+920东总回风大巷18m3/s。风量完全能够满足井下各工作面和各作业地点的生产要求,风流新鲜稳定、安全可靠。二、矿井提升、运输系统a、我矿为斜井开拓,主斜井选用单滚筒提升绞作串车提升运输,完成原煤的运输任务。选用JTP1.6×1.2P型单滚筒提升绞车,绳速Vp=2.5m/s,钢丝绳最大静张力Fmax=45KN,公称抗拉强度1870MPa,钢丝破断拉力总和252KN;配套电机:110kw、380V;缠绕两层容绳量660m,绳径21.5mm。提升3个煤车或2个矸石车。b、运输大巷运输大巷设计采用XK2.5-6/48-IA型防爆特殊型蓄电池电机车串车运输,完成煤、矸石及设备和材料运输任务。由于本矿+920运输大巷运输距离不足200m,经请示上级有关主管部门,现在+920运输大巷和井底车场只配备了一定数量的MF1.1-6A型矿车并采用人力推车来完成煤、矸石和材料等的运输任务。c、工作面及工作面运输巷采面选用SGB420/17型括板输送机1台,设计长度75m,输送量130t/h,电机功率17kw。工作面运输巷采用SGB420/17型括板输送机2台,设计长度2×75m,输送量130t/h,每台电机功率17kw。d、轨道主斜井采用采用30kg/m的轨道,轨枕选择混泥土轨枕,工作面轨道巷及掘进工作面采用15kg/m的轨道。掘进工作面采用人工装车,推至井底车场由主井绞车提升出井。在试运转期间,运输系统运转正常,安全可靠,能满足9万吨/年的运输能力。三、矿井防尘、防灭火系统a、矿井防尘:(1)矿井在采掘、装运煤、提升等环节都会产生大量粉尘。生产过程中我矿坚持定期扫尘(半月一次),消除粉尘堆积和飞扬。在地面建设250m3防尘(消防)蓄水池。安装了消防水管至各采、掘作业面和各煤、矸装载点并设置防尘喷头进行洒水除尘。另在采区回风巷和总回风巷设置了净化水幕,使煤(岩)粉尘减少飞扬。(2)采、掘工作面和巷道均布置了隔爆水袋,工人配备防尘口罩和压风呼吸器进行个体防尘。安装净化水幕7处、防尘喷头25处,(3)保证井下巷道的有效断面,避免风速过大而引起煤尘飞扬。设计巷道断面均经过风速验算,从设计上杜绝煤尘飞扬。b、矿井防灭火(1)消灭引爆火源,杜绝因违章放炮和电气火花而引起的瓦斯、煤尘爆炸事故。为此,加强了放炮管理,坚持放炮工持证上岗;严禁违章放糊炮、放空心炮和明火放炮;更不允许用矿灯或井下电源代替放炮器放炮;放炮距离要按规程规定执行。严禁使用非煤矿许用和变质、失效的火工产品在井下放炮;严禁非放炮员放炮;放炮时坚持使用“炮泥”和“水炮泥”。(2)加强井下电气设备和设施的管理。井下所用电气设备、设施均是矿用防爆型;电缆选型为煤矿专用阻燃电缆。非煤矿专用防爆阻燃(非煤安标志)和失爆的设施、设备严禁下井。井下电气设备、设施的搬迁、维修工作在停电状态下,由专职电工按技术规程进行操作,严禁非电工人员擅自维修和打开电气设备。严禁和杜绝井下电气设备失爆;杜绝电火花引燃瓦斯、煤尘事故。加强矿井机电设备、设施的日常维护和定期检修,保证井下电气设备经常处于完好状态,消灭电气失爆。(3)坚持非生产性火源管理,严格入井捡身制度,杜绝烟火下井;严禁井下吸烟、打火;(4)加强防雷电管理工作。矿井入井轨道、管道在井口入井段采用绝缘的管道轨道夹板连接,防止雷电流通过轨道、管道传入井下引爆瓦斯、煤尘事故。(5)按规程要求配备了瓦斯检定器、便携式报警仪和化学氧自救器,并配备专职的安全检测人员,保证通风管理和瓦斯监测管理正常进行。根据井下瓦斯涌出量变化情况及时调整风速、风量,以防止瓦斯事故发生。井下各电器设备点和机电硐室采用不燃物建造并安设有干粉灭火器和沙箱等防火器材,井下防尘系统工作正常,能够满足防尘要求。四、矿井给、排水系统本矿区大部分矿床位于最低侵蚀基准面以下,直接充水水源主要为吴家坪组裂隙水、茅口组强岩溶裂隙水、老窑采空区积水和地表冲沟水,故本矿区属以岩溶裂隙水充水为主,水文地质条件复杂程度为中等,水文地质类型属二类一型。本矿井正常涌水量约为79.5m3/h,最大涌水量238.6m3/h。井底水泵房按照设计要求安装了三台D155-30×5主排水泵,一台工作,一台备用,一台检修。两趟Φ219×6无缝钢管管路,一用一备,沿主斜井铺设,直接排至地面。水泵流量QM=155m3/h,扬程为145m;配套电机功率115kw,工作电压660v;工作和备用水泵的总能力310m3/h,大于238.6m3/h。试运转期间,水泵每天24小时启动1台运转2个小时,即可满足矿井排水需要。在主斜井安设的两趟排水管在试运转期间因接头不严,出现了3次漏水现象,但经过及时维修处理后,未再出现其他问题,运转正常。五、矿井供电系统矿井电源一回路来自草塘35KV变电站10KV母线端LGJ-70专线电源供电进入矿区;二回路来自某某县城北35KV供电所10KV母线端LGJ-70专线电源供电进入矿区,供电质量符合要求。根据《煤矿安全规程》对矿井供电的要求,某某煤矿双电源双回路供电已经完成。矿井供电电源及可靠性较好,达到《煤矿安全规程》的要求。矿井设备总容量1185.7kW,其中工作总容量777.7kW;井上总负荷为491.4kw,工作负荷298kw,井下总负荷为694.3kw,工作负荷479.7kw。井下配电电压等级:井下照明和煤电钻为127V。其它用电设备660V。井上、下供电变压器为6台。地面2台,1台400KVA供地面机修、照明等次负荷使用,1台400KVA供地面一级设备负荷使用;井下矿用共4台,其中2台400KVA供采掘,另外2台50KVA变压器的其中1台供局扇专用电,实现“双风机、双电源”要求,另一台50KVA备用。实现了井下供电“三专”;井下安装了重庆煤科院KJ90NA型瓦斯监测监控系统,完善了风电和瓦斯电闭锁,实现了“两闭锁”。整个供电系统在试运转期间运行良好,未出现故障,安全可靠,完全能满足整个矿井的生产和生活用电。六、矿井安全监测监控系统某某煤矿安装的KJ90NA型煤矿综合监控系统可同时对回采工作面及其回风巷的瓦斯浓度、风速、一氧化碳、温度、设备开、停等进行监控;对掘进工作面及其回风巷中的瓦斯、设备开、停等进行监控;对主要通风机的负压、风速、风机开停、风门开停等进行监控。KJ90NA系统监控主机2台和数据库服务器及图形工作站(4屏)已配置到位。中心站所需的打印机、2KVA不间断电源及避雷器也已配置到位。试运转期间,回风井CO传感器超限次数相对较多,经过检查和原因分析,超限时一般都发生在放炮后的时段内,在采取加大风量、增强通风后可以解决。其它传感器运行正常。7、压风及压风自救系统地面安装有2台FHOG-D90F型单螺杆式空气压缩机,单台供风量19.8m3/min,排气压力0..8MPa,配套电机:功率110kW,电压380V。压风管路布置从主井入井,下井压气总管选择φ80无缝钢管,支管选择φ50无缝钢管。试运转期间,矿布置了2个掘进工作面,使用的总压气量8m3本矿在回采工作面的进回风巷及掘进巷道设置了避难硐室。压风自救系统的急救袋安装在井下压缩空气管路上,经减压装置后,分设一定数量带闸门控制的管嘴。除掘进工作面外的其它压风自救支管其它地点单独敷设。每组急救袋设5~8个,急救袋的空气供给量每人不得少于0.2m3/min;急救袋设置在距采掘工作面25—40m左右的进风侧的巷道中、放炮地点、撤离人员停留处、警戒人员站岗处,以及回风巷道有人作业处;长距离掘进巷道中,每隔50m设1组急救袋。试运转期间,经检验,压风自救系统各设施均处于完好状态,运行正常。八、矿井通讯系统矿井主要采用有线通讯方式,调度总机型号为DDK—3A型,矿用型号HAK-1,地面HA01。井上部分自地面分站引出主干通讯线路,干线上挂接支线通讯线路至各办公室。地面在矿长室、工程师室、调度监控室、变电所、绞车房等安装了与井下互通的联系。井下部分自地面分站引出主干通讯线路,干线上挂接支线通讯线路至各通讯地点。井下在各采、掘工作面、中央配电点、水泵房、井底车场和各个避难硐室等地点也安装了防爆。各个可以相互互通。第三章联合试运转中主要生产设备故障处理记录分析矿在联合试运转期间,各主要生产设备运行情况良好,故障出现次数较少,且在出现问题时矿有关部门和人员都能及时给予维修,排除故障速度较快,未对生产和安全造成较大影响。一、采面生产系设备故障处理1、刮板运输机:采面和采面运输巷装备的刮板运输机分别在20**年10月16日早班和10月25日早班出现问题。10月16日早班上午10:20左右,采面刮板机在运行重载时,刮板链出现飘链现象,工作面煤炭拉不走,在反应给有关部门后,矿立即安排机电部门派人到现场进行了处理,经分析,是由于刮板机在安装时未紧固链板而导致的问题,现场处理后马上就投入了正常运行;10月25日早班下午14:30左右,工作面运输巷内铺设的刮板机机尾板翘起,刮板机停运,经分析,原因是由于机尾顶柱未打设牢固或由于刮板机长期运行导致机尾顶松动,在重新打设机尾顶后,2、工作面液压泵箱:工作面液压泵箱在运行到10月22日中班时,箱体出现漏液现象,出现问题后,经仔细检查,发现是由于部分紧固螺丝未拧紧,另外在箱体与高压管的连接处出现松动等这两种原因导致共同形成了箱体漏液现象。经及时处理,问题得到了解决。二、主井绞车:主井配备的JTP1.6×1.2P绞车在试运行中运转正常,未出现故障。三、空压机:试运转期间空压机运行平稳,未出故障。四、主扇、局扇:经试运行检验,矿井主要通风机和局部通风机运转正常,主要运行指标符合规定,未出现问题。第四章提升、排水、通风等主要生产安全设施与装备的检测检验报告矿井提升、排水、通风、压风等主要生产安全设施与装备已经进行了检测检验,其报告见附件(附后)第五章联合试运转效果分析一、联合试运转中发现的问题1、在试运转期间,发现可采煤层顶板比较破碎。顶板控制难度较大、局部有冒顶现象,矸石混入煤炭中、煤质不稳定。2、采面在初试运转期间,由于受地质构造的影响,采面推进70米左右受阻,重新退回到运输上山103、试运转期间,正处在枯水期水量不能保证矿井生产、生活用水需要。4、试运转期间,职工多数为农民工素质差,流动性大。5、试运转期间,工作面刮板机与采煤运输巷刮板机配合不默契,机头机尾处常有堆煤现象发生。6、试运转期间,净化水幕及防尘喷头数量较少、喷雾效果较差。7、试运转期间,井下风门数量较多,作业人员有不关风门现象。二、发现问题的解决方案:=1\*GB3①、多打眼、少装药减少轰击波对顶板的影响,缩小柱距、加强对顶板的管理,经常维修巷道、水沟畅通无阻减少巷道遇水膨涨。=2\*GB3②、努力开辟水源,提高矿井水循环利用率。=3\*GB3③、加强职工安全知识教育和专业技能培训,夯实安全基础和提高福利待遇,提高职工工作积极性,稳定职工队伍、维护和谐稳定的矿山秩序。=4\*GB3④、提高工人积极性、减少皮带空载运行时间,加强皮带检修。=5\*GB3⑤、增加净化水幕及防尘喷头数量,加强维修工作。=6\*GB3⑥、加强职工安全生产知识教育、提高安全意识,加大处罚力度,杜绝风门不关现象。试运转效果分析经过三个多月的联合试运转,总体来说未出现较大问题,矿井共生产煤炭10800吨左右,生产、安全正常,设备运转平稳,达到了试运转的目标和效果。第六章今后有关生产安全的建议1、加强对井田内小窑、老窑、采空区开采和积水情况的调查,并将具体位置标注在井上下对照图上,在采掘过程中,严格执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”,以及“有疑必停”的原则,防止老窑、采空积水对矿井开采的影响。必须对采空区积水进行疏放,并对可能的突水区域采取相应的预防措施,防止突水,保证矿井安全生产,根据预测预报结果,按照本单位的水害情况,配备满足工作需要的防治水专业技术人员,配齐专用探放水设备,建立专门的探放水作业队伍。2、在生产中必须做好一年一度的矿井瓦斯等级鉴定工作,并根据鉴定结果及时调整通风、瓦斯管理方案;3、井田内地面建、构筑物必须留设足够的安全保护煤柱,同时需随时观察地面的滑坡、塌陷等情况。在矿井范围内有民房,在今后的生产过程中,必须进一步对地面建筑物进行一次全面的调查测量,将建筑物的具体位置测量上图,并留设好保护煤柱,严禁乱挖乱掘保安煤柱;如需在建筑物下采煤,事先必须请有资质的设计部门进
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