犍为县谢石盘煤矿安全高效实施方案1.docx
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犍为县谢石盘煤矿安全高效实施方案1
犍为县谢石盘煤矿
安全高效矿井模式建设
实
施
方
案
犍为县谢石盘煤矿
二00九年四月
根据四川省人民政府安全生产委员会办公室文件（川安办[2008]73号）关于推进小煤矿安全高效矿井建设工作的通知，结合2008年8月在内江市召开的四川省小煤矿安全高效示范矿井建设现场会议精神，在市、县安监局的具体指导下，我矿成立了以总经理为组长的小煤矿安全高效矿井建设工作小组，在充分调研了我矿现有生产系统情况下，提出了我矿安全高效模式及具体实施办法。
一、矿井概况
（一）矿井基本情况
1、企业情况
谢石盘煤矿由犍为县矿山设计室设计，经县经委批准，于1997年兴建，1998年建成，为私营矿山企业。
设计生产规模6万吨，开采K6、K7煤层，现生产许可证能力为6万吨，下一步将扩能至9万吨，采用倾向长壁后退式采煤法开采。
现有员工302人，其中采煤工种137人，掘进工种54人，运输工种49人，管理人员28人，后勤工种34人（各类持证上岗特种作业人员71人次，全矿共有采掘运一线职工209人参加了四级资质安全培训）；于2005年12月产权更迭为现任业主范忠荣，各类证照齐全，依法办矿，科技兴安，管理强矿。
犍为县谢石盘煤矿各类证照统计表
名称
证号
有效期
煤炭生产许可证
205111234019
2013年1月
采矿许可证
5100000620020
2013年1月
安全生产许可证
（川）MK安许证字（2006）5111230076B
2009年4月12日
营业执照
5111002903005
矿长资格证（李涛）
00000281
2010年4月
矿长安全资格证（李涛）
煤0715********
2010年4月
2、交通位置
谢石盘煤矿现采区范围地理坐标为东经103°51′20″～103°52′34″，北纬29°12′57″－29°14′13″，面积3.4828Km2。
矿区主井口坐标：
X=3236482，Y=35390468。
3、井田范围
矿区外围北东550m有犍为～石板溪公路自南东往北西通过，矿区主井口与之相连，至犍为约7Km，至乐山约58Km。
交通甚为方便。
矿区之北西相距2.5km有邻区嘉阳煤矿，矿区之北70m邻区煤矿为塘房沟煤矿，矿区东部邻区煤矿为双发煤矿。
采区范围拐点直角坐标一览表
拐点号
X
Y
采深（m）
1
3235985
35388765
+385~+287
2
3236161
35390497
3
3235792
35390690
4
3235453
35390710
5
3233855
35389708
6
3233850
35388770
（二）矿井储量
矿井于2006年1月17日取得了经四川省国土资源厅换发的采矿许可证。
依据四川省地质矿产勘查开发局二0七地质队提交的《四川省犍为县谢石盘煤矿煤炭资源储量核查检测报告》，矿井保有煤炭储量99.32万t,其中（122d）级42.74万t,333级56.58万t,2、矿床地质特征及矿山开采情况
（三）煤层赋存条件
1、地层
矿区地层主要有三叠系，平缓地带分布有少量第四系。
三叠系（须家河组T3xj）
矿区三叠系主要为须家河组，分布于矿区南东部。
须家河组在剖面上可分出五段，自下而上分述如下：
一段：
厚＞10m
浅灰、灰色厚层至块状细至中粒砂岩，夹少量粘土岩。
二段：
厚139～150m
下部60m，为灰色中至厚层状粉砂岩，深灰色砂质粘土岩、炭质粘土岩与少量细砂岩，夹薄煤层（K3），厚＜0.20m。
中部为浅灰、灰白色中至厚层状中～细粒砂岩。
上部70m，为深灰色薄层状砂质粘土岩、炭质粘土岩夹少量粉砂岩、砂岩，夹3层煤层（K6、K7、K8），K8煤层厚0.08～0.13m，仅K6、K7煤层局部可采；可采区内K7煤层纯煤厚0.30～0.44m，K6煤层纯煤厚0.41～0.46m，炭质粘土岩含植物化石。
三段：
厚148～165m
浅灰、灰色厚层至块状长石石英砂岩、暗灰色粉砂岩夹少量砂质粘土岩。
砂岩具大型楔状、槽状、板状交错层理，平行层理；粘土岩具水平层理，含少量植物及瓣鳃化石。
四段：
厚85～100m
灰色中厚层状岩屑长石石英砂岩、粉砂岩与深灰、黑色薄层状砂质粘土岩、炭质粘土岩，夹薄煤层（K9、K10）及煤线，粘土岩含大量植物化石或碎片，K9、K10煤层厚0.05～0.15m，不可采。
五段：
厚＞50m
浅灰、灰色中至厚层状岩屑长石石英砂岩、粉砂岩夹少量深灰色砂质粘土岩及一层煤线。
第四系厚0－10m
分布于矿区外围北东烟坡山一带，为河流冲积的砾石、砂、亚粘土与须家河组岩石风化后的块碎石松散堆积。
此外，平缓地带分布有少量砂、粘土、岩块堆积的残坡积物。
2、地质构造
矿区大地构造属扬子准地台（Ⅰ级）、四川台坳（Ⅱ级）、川中台拱（Ⅲ级）之自贡台凹（Ⅳ级）之中西部。
主采区地层产状平缓，总体倾向东或南东，倾角4～5°。
矿区外围北部150m以外有一条近东西向的逆断层。
西起白岩湾东至千秋塝，长大于3.5km，倾向南，倾角60～70°，北盘地层为须家河组～自流井组，倾向北、北东，倾角2～25°；靠近断层一带地层倾角变陡。
南盘地层为须家河组三～四段，倾向东，倾角4～8°。
断层断距40～60m，自西向东断距由大变小。
3、煤层特征和煤层顶底板岩性
矿区煤层自下而上有K3、K6、K7、K8、K9、K10等，其中K8、K9、K10为极薄煤层，厚＜0.2m，不可采；K3煤层煤质较好，但厚度太薄，埋藏较深，无经济可采价值。
采证范围内开采K7、K6煤层。
（1）K7煤层
煤层层位
K7煤层赋存于须家河组第二段上部，K8煤层之下，上距K8煤层1.94～3.0m。
距须家河组三段底界9.5～11m。
可采区煤层最大厚度0.91m，最小0.30m，平均0.56m；纯煤厚度最大0.51m，最小0.25m，平均0.37m，厚度自东往西变薄，矿区西部已不可采。
矿区北西及中东部有约0.96km2的煤层薄化区（纯煤厚＜0.25米）。
煤层结构
K7煤层为复杂结构，可分为4个分煤层，其中上部2分煤层厚度小、煤质差、夹矸厚，不可采，仅对下部2个分煤层进行开采，下分层厚0.10～0.40m，上分层厚0.06～0.18m；纯煤以下分层厚度最大，煤质较好。
煤层夹矸及顶底板
a、夹矸：
K7煤层于矿区东部有1层夹矸，岩性为深灰、黑灰色薄层状含炭质高岭石粘土岩，厚0.10～0.40m。
南东角有2层夹矸，厚0.08～0.39m，为深灰色高岭石粘土岩，含植物化石及碎片。
b、顶底板：
K7煤层顶板为灰色薄层状炭质粘土岩，含植物化石及碎片；K7煤层底板为深灰色薄层状含炭质粘土岩，含植物化石及碎片。
（2）K6煤层
煤层层位
K6煤层赋存于须家河组第二段上部，K7煤层之下，距K7煤层2～3.0m。
可采区煤层最大厚度0.85m，最小0.67m，平均0.77m；纯煤厚度最大0.46m，最小0.41m，平均0.43m，自北东往南西变薄，矿区西部及南部推测为不可采区。
可采区面积约0.61平方公里。
煤层结构
K6煤层为复杂结构，可分为2个分煤层，上分层厚0.08～0.16m，下分层厚0.25～0.30m；下分层最厚，煤质较好，为主采煤分层。
（3）煤层夹矸及顶底板
a、夹矸：
K6煤层于矿区有1层夹矸，岩性为深灰、黑灰色薄层状含炭质粘土岩，厚0.23～0.30m。
b、顶底板：
K6煤层顶板为深灰色薄层状粉砂质粘土岩、粉砂岩，含植物化石及碎片；底板为灰色薄层状含炭质粘土岩，含植物化石。
（四）资源条件
1、水文地质条件
矿区地表水较少，主要为银厂沟、马条石沟、陈皇沟三条小冲沟的流水，流量较小，为0.09～2.65m3/s。
矿区地下水主要为须家河组砂岩孔隙裂隙水。
须家河组三、五段为灰色细砂岩、粉砂岩与少量粘土岩，二、四段为灰色中至厚层状细砂岩、粉砂岩与深灰、黑灰色砂质粘土岩、炭质粘土岩夹薄煤层或煤线，细砂岩孔隙、裂隙发育，渗透性好，为较强含水层，粉砂岩为弱含水层，粘土岩为良好的隔水层。
砂岩孔隙裂隙水受大气降水补给，沿岩层渗流，以泉的形式排泄。
水质类型为HCO3－—Ca2＋—Mg2＋型水及HCO3－—Na＋Ca2＋型水，泉水流量0.007～0.64升／秒，矿化度0.013～0.261克／升，浅部动态变化受季节影响；深部动态变化受季节影响程度较小。
矿区内K7～K6煤层大部分位于当地侵蚀基准面之下，煤层标高+280～+380m，距地表220～300m，中间有若干层粘土岩为隔水层，地表水不构成矿床充水主要因素。
矿床充水主要因素为T3xj3砂岩层裂隙水。
须家河组三段的砂岩、粉砂岩为含水层，采掘过程中，按采高1m，冒落高度最大10m推算，因顶板塌落，须家河组三段底部的砂岩的孔隙裂隙水可能进入煤层矿坑，致使矿坑充水。
矿坑水由井巷排水沟流至水仓，再由水泵抽出至地表排出。
2007年前八月矿坑涌水量26～55m3/d，平均31.50m3/d。
此数据可作为未来矿坑预测涌水量。
随着采空区增大，未来矿井涌水量将逐渐增加。
矿山必须作好排水工作。
2、工程地质条件
矿区工程地质条件较简单。
矿区工程地质岩组可划分为松散结构软弱岩组、粘土岩致密结构半软弱岩组、砂岩块状结构半坚固～坚固岩组。
．松散结构软弱岩组
由第四系冲洪积物、残坡积物构成，松散未固结，含水潮湿-饱和状态，为不良工程地质体。
第四系位于地表，对开采K6～K7煤层无影响。
．致密结构半软弱岩组
由T3xj中的粘土岩、粉砂质粘土岩、炭质粘土岩及煤层构成。
岩矿层质软，抗压强度、抗剪强度均较小，易塌落、位移，为不良工程地质体，特别是矿层顶板的粘土岩，对采矿有明显的影响，可造成煤层顶板不稳定。
．粉砂岩、砂岩半坚固、坚固岩组
由T3xj粉砂岩、砂岩层构成。
地表砂岩、粉砂岩裂隙发育，风化严重，岩石较疏松呈半坚固状态，为不良工程地质体。
地下深部砂岩岩石结构较完整，抗压强度高，为良好的工程地质体。
粉砂岩呈半坚固状态，抗压强度较高，为较好工程地质体，运输大巷应在此砂岩层内开拓。
3、瓦斯、煤尘爆炸及自燃
矿井在开采K6～K7煤层过程中，有瓦斯涌出，2008年矿井瓦斯鉴定，绝对瓦斯涌出量1.04m3/分，相对瓦斯涌出量为7.38立方米/日·吨，矿井为低瓦斯矿井。
经四川煤矿矿用安全产品检验中心检验，K6、K7煤无自燃发火倾向和煤尘爆炸性，本矿及相邻矿井在进行采掘、堆放、运输等工作过程中，未出现煤尘爆炸现象和煤层自燃现象。
但煤挥发分较高，有煤尘爆炸危险。
为防止瓦斯爆炸煤尘爆炸，在采掘过程中均应注意通风、防尘工作。
4、环境地质条件
矿山区域内未出现崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害，矿山开采排出的废石堆放于井口北部的冲沟内，且自建的及附近的矸砖厂定期运走作为制砖原料，这样，矿山的废石堆放量较少，且堆积也不高，不会形成人为滑坡或泥石流。
采区地质构造简单，可采区煤层厚度变化较小，煤层勘探类型属第一类第二型。
5、储量及服务年限
矿区K6、K7煤炭资源储量296.156万吨，其中K6145.953万吨，K7150.203万吨。
累计动用储量81.381万吨，年末两层煤保有储量为214.775万吨。
由于矿区北西翼无其它生产矿井，井田内煤层资源赋存条件较好，煤矿可对井田北东翼煤层进行补充勘探，同时进行增补资源，以延长矿井服务年限。
2007乐山市矿产规划预设煤炭资源储量为400万吨，位于矿区西部，主平硐以上的上山。
矿井服务年限按现有生产许可证能力，还有23.8年，矿正在做升9万吨的技改扩能准备工作。
二、矿井开拓及生产系统现状
（一）矿井开拓
1、主斜井：
井口标高+383.749m，布置岩石中，主斜井担负全矿井的煤炭、矸石、材料运输、电缆敷设任务，并作为全矿的进风井。
2、回风斜井：
井口标高+374.119m，回风斜井担负全矿井回风、行人并兼做安全出口。
3、主要大巷的布置
该矿为小型矿井，本着“多做煤巷，少做岩巷”的原则，水平运输大巷等主要大巷均布置在煤层中。
（二）采区布置及现有生产能力：
1、采掘工作面现状
矿井为单翼上下山集中开采，开拓生产采区布置在＋350M水平，现布置有2个对拉工作面和3个掘进工作面。
采煤工作面编号分别为2212SN对拉工作面、2110SN、二水平南大巷、二水平南配风巷、2112运巷。
其开拓、开采详见《犍为县谢石盘煤矿采掘工程平面图》。
采煤方法为倾斜长壁后退式俯斜向下开采，煤层倾角2-5°。
落煤方式及工作面运输：
采用链条式截煤机掏槽，人工（放炮）落煤，工作面和顺槽采用溜子运输，中间运输巷采用串车运输。
顶板管理方法：
采用局部充填法管理顶板。
支护形式：
采用MJ850、MJ1050型金属摩擦支柱配金属绞梁控制顶板，采高0.9m，柱距0.9m，排距0.9m，最大控顶距3.6m，最小控顶距2.7m。
循环进度0.9m，采用人工回柱。
2、按现有采掘工作面布置生产能力核定
矿井年工作日为330天，每天二班采煤，一班准备，三班掘进。
采煤工作面采用链条式截煤机掏槽，人工（放松动炮）落煤，循环进度0.9m,年工作日330天，年推进度297m，工作面长200m，煤层厚度0.3-0.35m,平均采高0.9m，煤层容重1.40t/m3。
工作面回采率97%。
正规循环率95%，回采工作面能力核定如下：
A采=∑NLMIRCZ
式中：
A采——回采工作面产量，万t/a
N——同时生产工作面个数（N=2）
L——回采工作面长度，m（L=200m）
M——煤层平均纯煤厚度（M=0.30m）
I——工作面年推进度m
R——煤层容重t/m3（R=1.40t/m3）
C——工作面回采率（C=97%）
Z——正规循环率，%
将上述数据代入式中，则：
A采=2×（200×297×0.3×1.40）×0.97×0.95×10-4
=4.6万t/a
掘进的出煤率按3%计算，则矿井生产能力为：
A矿=1.05×A采
=1.05×46000
=4.8万t/a
从以上计算可知，如矿井按6万t/a组织生产，就必须增加一个单工作面，如下一步按9万t/a组织生产，必须增加2个对拉工作面。
3、矿井三量及可采期
根据矿井采掘工程平面图、储量计算图等资料，计算矿井三量及开采期，详见下表。
经计算，三量基本能够满足9万t/a生产能力的正常接替要求。
从三量表可以看出，要实现矿井的持续稳定生产，确保采掘平衡，必须加大准备工程的力度。
三量计算表
项目名称
开拓煤量
准备煤量
回采煤量
煤量（万t/a）
20.2
20.2
12.5
可采期
2.2年
2.2年
1.4年
4、现有工作面采掘面主要经济技术指标
采煤工作面劳动组织表
工种
合计
早班（人）
中班（人）
夜班（人）
主要工作
截煤司机
12
3×2
3×2
工作面割煤
溜子司机
8
2×2
2×2
工作面煤炭运输
打眼工
8
2×2
2×2
工作面打炮眼放棚
放炮员
4
1×2
1×2
放炮
攉煤工
80
20×2
20×2
攉煤、放炭、砌砂口、掺临时支柱
移溜工
8
2×2
2×2
移溜
顶板管理工
12
3×2
3×2
负责全工作面安全、充填
机窝工
4
1×2
1×2
负责做机窝
运输工
8
2×2
2×2
大巷的机车运输
组长
4
1×2
1×2
负责全小组安全生产管理
绞车工
4
1×2
1×2
负责巷维时的绞车操作
巷维工
4
4
顺槽错距段维护及进回风巷采后护巷
总计
156
66
76
14
工作面主要技术经济指标
序号
项目
单位
数量
备注
1
工作面长度
m
100
2
倾斜长度
m
300
3
设计采高
m
0.9
4
煤层倾角
度
2~5
5
煤层厚度
m
0.35
6
煤层容重
t/m3
1.4
7
工作面回采率
%
97
8
截煤机截深
m
0.9
9
循环进度
m
0.9
10
循环产量
t
61.11
11
日循环数
个
1×4
12
月循环个数
个
40
13
日产量
t
139．39
14
工作面月推进度
m
25．65
15
工作面月产量
t
3833．33
16
回采工效
t/工
1．086
17
在册人数
人
170
18
出勤率
%
90
掘进工作面劳动组织表
序号
工种
出勤人数
早班
中班
夜班
管理人员
合计
1
班长
1×3
1×3
6
2
掘进工
6×3
6×3
36
3
支护工
2×3
6
4
掘维工
5
5
5
队管人员
1
1
1
3
6
合计
12
22
22
56
矿井劳动定员控制表
序
号
人员类别
出勤人数
在籍
系数
在籍
人数
一班
二班
三班
合计
一
原煤生产人员
78
78
156
170
（一）
原煤生产工人
1
井下工人
其中：
采掘工人
其中：
采煤工人
2
地面工人
（二）
管理人员
其中：
工程技术人员
二
服务人员
三
其他人员
全矿合计
劳动生产率指标
项目
单位
指标
年工作日
天
330
矿井设计年产量
Kt/a
90
日产量
t/日
139．39
全员工效
t/工日
0．89
生产工人工效
t/工日
0．9
井下工人工效
t/工日
0．92
采掘工人工效
t/工日
0．96
回采工人工效
t/工日
1．09
（三）矿井通风系统：
矿井主扇型号为4—72NO.16B，配套电机功率37kw的离心式主要通风机，备用主扇型号为4—72NO.16B，配套电机功率37kw的离心式主要通风机。
两台主扇均具有反风装置。
矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。
矿井实测总进风量1600m3/min,总回风量1650m3/min。
主要通风机排风量2000m3/min。
经计算矿井采掘工作面的需风量为1500m3/min，矿井实际进风量1600m3/min,。
说明主要通风机满足要求。
按矿井通风能力核算：
万t/a
式中：
P——通风能力，万t/a；
Q入——矿井总进风量，1600m3/min；
0.0926——总回风巷按瓦斯浓度不超过0.75%核算为单位分钟的常数；
q相——矿井瓦斯相对涌出量，m3/t；在通风能力核定时，当矿井有瓦斯抽放时，q相应扣除矿井永久抽放系统所抽的瓦斯量。
q相取值不小于10，小于10时按10计算。
（2008年瓦斯鉴定：
相对涌出量为7.38m3/t，式中按10计算）
考虑10%的富余系数，我矿核定通风能力为
=35万t/a；
（四）矿井供电系统
矿井采用两回路电源供电，一回由石溪镇35kv地方变电站经架空线路（LGJ-3×70/1.5km）以10kv电压送至该矿作主供电源（981）；另一回由犍为地方电站经架空线路（LGJ-3×70/2km）以10kv电压送至矿作备用电源（941）。
矿井现有设备总容量675.45KW，工作容量519.05KW，其中地面KW，井下KW。
矿井原煤电耗34.16KW.h/t，原煤电耗为34.16KW.h/t。
矿井供电能力核定情况：
电源线路供电能力为万t/a；
变压器供电能力为万t/a；
矿井供电系统能力为万t/a；
因此在现有负荷前提下，矿井综合供电能力满足矿井9万t/a生产能力需要。
（五）矿井排水系统
矿井为一级排水。
主水泵型号为：
80（F）30×5，均有备用泵和检修泵，排水管道均为两路且已连通。
排水高度：
89m
排水水泵型号：
80（F）30×5
电机功率：
37KW
水泵流量：
43m3/h
水泵扬程：
210m
按排水能力核定
=470.4万t/a；
式中：
Pn——排水正常涌水能力（万t/a）
25——工作水泵小时总排水能力（m3/h）
0.0372——平均日产吨煤所需排正常涌水量（m3/t）
排矿井最大涌水
=79.9万t/a；
式中：
Pm——排最大涌水能力（万t/a）
50——工作水泵及小时总排水能力（m3/h）
0.438——平均日产吨煤所需排正常涌水量（m3/t）
上述计算表明：
矿井排水系统完全满足年产9能力万t/a能力需要。
（六）矿井提升运输系统：
主井和暗斜井为绞车提升。
其型号分别为：
主井2JT12－10/24；
暗斜井（107轮子道）JT0.8×0.6。
平巷为柴油机车运输，采面采用溜子运输，顺槽溜子拉至煤仓后再用调度绞车下放至采区车场。
目前。
矿井技改工程之主平硐已经贯通，下一步，矿井将采用平硐加暗斜井运输，甩掉主斜井提升系统。
1、主平硐运输系统
A、运输距离：
全长1000m，
B、运输设备及设施：
主平硐敷设22kg/m钢轨，轨距600mm，水泥枕木。
采用MGC1-6标准矿车。
C、运输方式
5t柴油机车
D、运输时间
年工作日330天，每天工作16h
经计算得：
矿井主平硐运输能力P=万t/a
2、暗斜井提升能力核定
绞车型号：
JTB-1.0×0.8
配用电动机额定功率：
45KW，电压：
660V
钢丝绳：
6×7-16-1570，公称直径￠24.5mm
绳速：
3.08m/s
提升容器：
MGC1.1-6标准矿车
提升斜长：
237m
提升倾角：
9°
提升串车数：
N煤=8个，N矸=6个
提升方式：
单钩提升
车场形式：
上、下平车场
工作制度：
年工作日330天，每天二班提升，每班净提升时间7个小时。
经计算得暗斜井提升能力为：
P=万t/a
（七）安全装备及监测监控系统
我矿为低瓦斯矿井，按《煤矿安全规程》、《煤矿安全生产基本条件》的规定及要求，结合矿井实际，配有光学瓦检器、便携式瓦检器、风表、隔离式自救器等安全仪表，装备了KJ101矿井安全监测监控设备，配备了消防器材与设备。
等等。
三、我矿安全高效矿井模式的提出
为达到减人保安全，减人提效的目的，必须减头、减面、减环节。
根据矿井以上生产系统情况分析，影响我矿安全高效建设的瓶颈主要是采掘生产系统。
（一）矿井生产模式
1、矿井各生产系统能力均衡趋同，是矿井高产高效的重要内容，有利于高产、节能、低耗、增效。
我矿资源充分、安全保障条件基本达到要求，现矿井核定生产能力是综合考虑了提升系统，井下运输系统，采掘工作面、通风系统的能力。
以防尘、排水、供电，地面生产系统的能力作为参考依据的生产能力。
从以上各系统能力看，按现有开
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