煤矿瓦斯治理一矿一策讲义.docx

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煤矿瓦斯治理一矿一策讲义

四川省筠连县志鸿煤矿

2012年2月

第一部份矿井现状

一、矿井基本简况

1、企业名称:

筠连县志鸿煤矿

2、地理位置及交通

筠连县志鸿煤矿位于四川省筠连县塘坝乡东北的柑子村,主井直角坐标:

X=3109238,Y=35444568,Z=+550,行政区划属筠连县塘坝乡柑子村,属私营企业。

本矿矿山有1Km简易公路与筠(连)—塘(坝乡)公路相接,北距筠连县城约13Km,东北距金(沙弯)—筠连巡司站25Km,交通较为方便。

3、生产能力及服务年限

矿井的设计生产能力为15万吨/年,截止2011年3月矿井保有资源储量235.1万吨。

4、六证情况

证件名称

证件编号

有效期限

备注

矿长资格证

(煤A)10051000101450

2013年10月

安全资格证

(煤A)10051000101450

2013年10月

生产许可证

2051155274046

2014年3月

采矿许可证

C510000************8378

2014年3月

营业执照

5115002904123

2008年12月

安全生产许可证

511527031713

2008年12月

5、企业技术经管力量

矿井现配备矿长1名,副矿长3名,技术负责人1名,技术员1名,安全员8名,瓦斯检查员10名,放炮员9名,绞车司机7名,电工7名,信号挂钩工12名,通风工1名,井下同时作业最多人数45人。

二、矿井自然条件

1、井田范围

矿山于2010年12月13日由四川省国土资源厅换发了采矿许可证,证号为:

C51000020101120088378,有效期白2010年12月至2014年3月,核定矿山生产规模为15万吨/年,并设置了1~8号共8个拐点予以圈定矿区范围(见表1-1),批准开采3号和8号煤层,允许开采深度为+850m~+400m标高,矿区面积0.8058km2。

矿区范围拐点坐标表

拐点编号

坐标

拐点编号

坐标

X

Y

X

Y

1

3109685

35444920

5

3107760

35443804

2

3109457

35444810

6

3107842

35443550

3

3109255

35444590

7

3108010

35443350

4

310821

35444024

8

3109791

35444759

面积(km2)

0.8058

开采深度(m)

850~400

开采煤层

3、8

2、地层

矿山地质图范围分布有二叠系上统宣威组至三叠系下统飞仙关组地层,其上还有第四系的滑坡堆积,含煤地层为二叠系上统宣威组。

宣威组(P2X):

为区域含煤地层,平均厚约140m,分布于矿山南东部,按其岩性组合及含煤特征分上、下两段。

上段(P2X2):

为含煤段,岩性主要为由灰色、深灰色、褐灰色组砂岩、粉砂岩和粘土岩、夹数层煤层及薄层石灰岩。

含可采和局部可采煤层(2、3、7、8、9号煤层),在矿山有3、8号煤层可采。

下段(P2X1):

区域称含矿段。

岩性主要为灰—深灰色粘土岩,菱铁质粘土岩与砂质泥岩互层。

且含砂、砾,向下多为粉砂及细粒岩屑砂岩,含数层菱铁矿透镜体及煤线。

在矿区南东外围与峨眉山玄武岩平行不整合接触。

3、构造

矿区位于北东向塘坝向斜东翼,属急倾斜单斜构造,地层走向30—50°,倾向300°左右。

煤层倾角>44°,在地表煤系地层中未见较大的段裂构造。

据过去的调查,虽然地表裂隙及地下小型隐状断层发育,但没有影响煤层的连续性,因此矿山构造复杂程度为较简单类型。

4、煤层

该矿区开采范围内共含可采和局部可采煤层2层,矿井开采3、8号煤层,煤层平均倾角45°左右。

3号煤层:

俗称“二型炭”,上距2号煤层平均间距5m左右,据矿山开采统计平均厚0.94m,宏观煤岩类型为深灰—灰黑色半暗—半亮型煤,煤岩组以暗煤及亮煤为主,夹镜煤细条带及扁平的丝炭透镜体,常见丝岩碎块和黄铁矿团块,煤层上部性硬、块状,下部具条带状结构,煤质较上部好。

为稳定的复杂结构煤层,具2—3个分层,夹矸多为泥岩及炭质泥岩,其顶板一般为多细粉砂岩、泥岩和砂岩,底板主要为灰白色—浅灰色铅土质水云母粘土岩、中部常夹团块状菱铁矿,该层色浅且质地细腻,宏观特征明显。

8号煤层:

是目前矿山主要开采煤层。

俗称“三型炭”,上距7号煤层,平均间距为7m左右,下距9号煤层平均间距为2.5m左右。

在生产井巷测得厚度1.15—1.5m,平均厚度1.38m,宏观煤岩类型为灰黑色—钢灰色半亮型,以亮煤为主,夹镜煤及暗煤条带及丝炭透镜体,中—宽条带状结构,层状结构。

一般含夹矸1—2层,夹矸炭性以岩质泥岩为主,也有泥岩,粘土岩等,厚0.01—0.46m,一般为0.2m。

其顶板为灰色细砂岩,多见钙质和泥质包裹体,不显层理,底板绝大部份为灰白色水云母粘土岩,遇水膨胀,可塑性强,可作为8号煤层对比的参考依据。

5、矿井瓦斯灾害情况

(1)矿井瓦斯等级

以四川省宜宾市矿山救护队2011年8月瓦斯等级鉴定报告为依据,矿井绝对瓦斯涌出量:

1.871m3/min,矿井绝对二氧化碳涌出量1.673m3/min,为高瓦斯矿井。

6、矿井安全评价报告

根据筠府发[2006]11号文件,经县煤矿差异化经管评审组评定为B类煤矿。

二、矿井开拓开采

1、开拓系统

(1)矿井开拓方式,开拓水平及标高,主巷道布置情况

矿井开拓方式:

平硐+暗斜井

开拓水平及标高和巷道布置情况

矿井开拓两个水平,即+500m下山水平和450下山水平,开采范围:

+850--+50m,主井口标高+550m,主运输大巷标高+550m,主平硐按+550m水平布置在煤层底板内,全长1200m,+500m下山水平布置在上距8号煤层10m的顶板岩层中,+450下山水平布置在下距7号煤煤层10m的底板岩层中,总回风井口标高+638m,总回风平巷布置在上距8号煤层10m的顶板内,总回风上山布置在7号煤层中,人行下山和提升下山布置在7号煤层中,人行下山坡度23度,提升下山坡度24.5度。

井筒数目,技术参数及用途

矿井井筒包括主平硐和总回风平巷,其作用及技术参数如下

井筒作用及技术参数

井筒

断面形状

断面积

支护形式

用途

备注

主平硐

半园拱

5.14

砌碹

进风

总回风平硐

半园拱

5.14

砌碹

回风

进风斜井

半圆拱

5.14

砌碹

进风

2、水平布置

(1)矿井的采区水平划分,标高范围,区段的主要技术参数。

矿井划分为两个水平,标高+550--+500m和+550--+450m分南北采区、北翼采区已开采结束,南翼采区分为3个区段,区段斜长85m,走向长300m—350m,2331轨道巷已掘进完毕,正在布置2331机巷;2332轨道巷正在布置中。

(2)采区巷道,上下布置情况,巷道断面及支护参数

采区双下山布置,单翼开采,两下山50m间距,每区段设有联络巷连通两下山。

主斜井下山布置在8号煤底板15M中,坡度25度,副斜井下山布置在8号煤底板15M中,坡度25度。

(3)巷道断面及支护参数见下表

巷道

支护形式

断面积(m2)

用途

主斜井

砌碹

5.14

运输、通风

副斜井

锚喷

6.8

通风、行人、铺设管线

总回风上山

工字钢支护

5.14

通风

+500运输巷

砌碹

4.0

运输、通风、行人、铺设管线

+450运输巷

砌碹

4.0

运输、通风、行人、铺设管线

3、采掘布置

目前矿井布置有4个掘进工作面,即副斜井掘进工作面、2331轨道巷掘进工作面、2332轨道巷掘进工作面、2381底抽巷掘进工作面。

4、采掘方法

(1)采区开采顺序,工作面回采顺序及采煤方法。

采区内采用下行开采,工作面采用区域后退式回采,采用俯伪斜走向长壁采煤方法采煤。

工作面采用放炮落煤,运输平巷采用固定式“U”型矿车人力推车运输,轨道下山使用矿用提升绞车运输,矿井首采工作面布置在三采区,布置2331、2332采煤工作面。

(2)回采工作面,掘进工作面支护方式

采煤工作面柔性掩护支架。

掘进工作面采用砌块密碹支护,支护后邦顶充填结实,空顶距不得超过2m,空顶处采用临时支护。

(3)巷道掘进

副斜井掘进工作面、2381底抽巷掘进工作面、2331轨道巷掘进工作面、2332轨道巷掘进工作面采用YT24凿岩机打眼,放炮破煤(岩),采用人工装运,砌块发碹支护实行“二、八”作业制施工。

5、矿井的“三量”及“可采期”,采掘衔接情况

矿井“三量”及“可采期”分别为:

开拓煤量32.4万吨,可采36个月;准备煤量14.5万吨,可采16个月;回采煤量4.8万吨,可采5个月。

6、运输系统

矿井采用固定式“U”型矿车,平巷采取人力运输,采掘地点的煤矸人力装车后,人力运输至各区段车场,经过提升绞车提升到上部车场后人力推出井外。

主提升绞车选用JTB-1.2X1-24矿用防爆型,配用直径21.5mm的钢丝绳。

7、排水系统

矿井根据2011年12月份实测,正常涌水量为7.7m3/h,最大涌水量为11.2m3/h。

目前矿井选用80D30×6型水泵3台,(工作泵、备用泵、检修泵),扬程180m,流量43m3/h,电机功率37KW,采用专用供电,铺设两趟直径为108mm的排水管,能满足矿井最大涌水量的排水要求。

8、供电系统

矿井属9万吨以下的煤矿,采用的是双回路供电,一回电源由筠连变电站10kV变电站经LGJ-35mm2、2.5km架空线路输送10kV电压至矿地面变电所,作为矿井主供电源;另一回电源由筠连唐坝乡双田电站10kV变电站经LGJ-35mm2、2.5km架空线路输送10kV电压至矿地面变电所,作为矿井备用电源。

地面另安设一台300KW的供照明用柴油发电机,安设两台电力变压器。

其中:

1台为Sq-300/10/0.4型变压器,供井下负荷电源,一台为Sq-80/10/0.4型变压器,供地面照明电源。

三、矿井通风

1、矿井通风现状

矿井安装2台轴流式主要通风机(1台主扇、一台备用)风机型号:

FBCDZ-15,矿井总进风量为1185m3/min,总回风量1254.5m3/min,总回风瓦斯0.26%,风机供给各点的风量及各点瓦斯涌出量如下:

用风地点

风量(m3/min)

瓦斯

浓度(%)

日产量

(T)

绝对瓦斯涌出量(m3/min)

副斜井

186

0.02

0.22

2331

轨道巷

196

0.02

11

0.32

2332

轨道巷

197

0.04

13

0.56

2381底抽巷

194

0.02

12

0.23

2、矿井需风量计算

(1)按矿井井下同时最多作业人数计算矿井总需风量

Q=4NK矿通

式中:

Q—矿井需风量m3/min;

N—井下同时最多作业人数;

K矿通—矿井通风备用系数取1.20

4—每人每分钟需风量,m3/min;

按该矿井井下同时作业的最多人数为60人计算,则矿井需风量为:

Q=4×60×1.20

=228m3/min

(2)按矿井采掘工作面和硐室实际需风量计算矿井虽风量

Q总=(∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K矿通

式中:

Q总—矿井总需风量,m3/min;

Q采—采煤工作面的需风量,m3/min;

Q备—备用采煤工作面的需风量,(每一个面按100m3/min)计算,m3/min;

Q掘—掘进工作面的需风量,m3/min;

Q硐—独立通风硐室需风量,m3/min;

Q其它—必要巷道养护风量,m3/min;

K矿通—矿井通风系数取1.20;

掘进工作面需风量计算

根据矿井现掘进工作面资料,副斜井掘进工作面的绝对瓦斯涌出量QCH4=0.22m3/min、2231轨道巷掘进工作面的绝对瓦斯涌出量QCH4=0.32m3/min、2332轨道巷掘进工作面的绝对瓦斯涌出量QCH4=0.56m3/min、2381底抽巷掘进工作面掘进工作面的绝对瓦斯涌出量QCH4=0.11m3/min;取瓦斯涌出不均系数1.5,巷道断面均为3.56m2。

副斜井掘进工作面风量计算

(1)按工作面同时工作最多人数计算

Q掘=4N=4×10=40m3/min

(2)按同时放炮爆破炸药量计量

Q掘=25A=25×3=75m3/min

(3)按工作面瓦斯涌出量计算

Q掘=100×qCH4×KCH4

=100×0.22×1.5

=33m3/min

(4)按局部通风机的实际吸风量计算

副斜井掘进工作面选用JBT52(5.5KW)局部通风机的吸风量取85m3/min;

Q掘=Q通=85m3/min

取工作面需风量85m3/min

(5)按风速校验

风速=85/60/3.56

=0.4m/s<4m/s

所以由以上计算,副斜井掘进掘进工作面掘进工作面风量应85m3/min

副斜井掘进工作面风量计算

(1)按工作面同时工作最多人数计算

Q掘=4N=4×9=36m3/min

(2)按同时放炮炸药量计算

Q掘=25A=25×3=75m3/min

(3)按工作面瓦斯涌出量计算

Q掘=100·qCH4·KCH4

=100×0.56×1.5

=84m3/min

(4)按局部通风的实际吸风量计算

副斜井掘进工作面选用JBT52(11KW)局部通风机,取吸风量100m3/min

Q掘=Q通=100m3/min

取工作面需风量84m3/min

(5)按风速校验

风速=84/60/3.56

=0.39m/s<4m/s

所以由以上计算,副斜井掘进工作面应供风100m3/min

2331轨道巷工作面风量计算:

(1)按工作面同时工作最多人数计算

Q掘=4N=4×9=36m3/min

(2)按同时放炮炸药量计算

Q掘=25A=25×3=75m3/min

(3)按工作面瓦斯涌出量计算

Q掘=100·qCH4·KCH4

=100×0.48×1.5

=72m3/min

(4)按局部通风机实际吸风量计算

2331轨道巷掘进选用JBT52(5.5KW)局部通风机的吸入风量85m3/min

取掘进工作面需风量85m3/min

(5)安风速校验

风速=85/60/3.56

=0.4m/s<4m/s

所以由以上计算,2331轨道巷掘进应供风85m3/min

根据验算结果,说明所取风量符合风速要求。

2332轨道巷工作面风量计算:

(1)按工作面同时工作最多人数计算

Q掘=4N=4×9=36m3/min

(2)按同时放炮炸药量计算

Q掘=25A=25×3=75m3/min

(3)按工作面瓦斯涌出量计算

Q掘=100·qCH4·KCH4

=100×0.48×1.5

=72m3/min

(4)按局部通风机实际吸风量计算

2332轨道巷掘进选用JBT52(5.5KW)局部通风机的吸入风量85m3/min

取掘进工作面需风量85m3/min

(5)安风速校验

风速=85/60/3.56

=0.4m/s<4m/s

所以由以上计算,2332轨道巷掘进应供风85m3/min

根据验算结果,说明所取风量符合风速要求。

3、矿井的总需风量

∑Q掘=85+84+85+85

=339m3/min

∑Q其它=40m3/min

Q总=(∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K矿通

=(339+40)×1.2

=458.8m3/min

根据《煤矿安全规程》第一百零三条的规定,取上述各计算方法结果中的最大值685.2m3/min为矿井通风需风量,现场实测矿井的实际总进风量为1185m3/min,大于矿井的最大需风量685.2m3/min,说明了风机能力满足目前的生产要求。

3、矿井通风阻力

矿井通风阻力可通过井下各巷道的通风风量,巷道段面、巷道长度,巷道周边及巷道支护形式等计算得出,或者采用主要通风机房的水柱计读数进行核算。

(1)矿井通风阻力计算

矿井通风阻力h由磨擦阻力h磨和局部阻力h局两部分组成,即:

h=∑h磨+∑h局

磨擦阻力(h磨)按下式计算

LUQ2

a=----------

S3

h磨=

式中:

h磨-通风磨擦阻力,Pa

α—井巷磨擦阻力系数,NS2/m4

L—巷道长度;m

U—巷道净断面周长,m

Q—通风井巷的风量,m3/s

S—巷道净断面面积,m2

h局—根据巷道断面、形状、支护形式和巷道结构分别计算,也可以取同时磨擦阻力的15%。

(2)矿井各井巷风速验算

按照《煤矿安全规程》第一百零一条的规定,验算各巷道实际风速是否符合《规程》要求。

各巷道的风速验算表情况见表:

风速验算表

巷道名称

巷道

编号

风量

m3/min

巷道实际风速m/s

《规程》

规定风速(m/s)

验证

结果

主进风巷

1—2

1185

3.43

<8

符合

提升斜巷

2—3

485

1.47

<8

符合

提升物料、行人

2—4

323

0.98

<8

符合

工作面

4—5

168

0.78

<4

符合

回风巷

4—6

131

0.61

<6

符合

运输巷

4—7

158

0.66

<6

符合

运输巷

3—4

194

0.72

<6

符合

运输巷

3—5

196

0.72

<6

符合

回风巷

6—8

482

2.00

<6

符合

回风巷

8—9

1247

3.61

<8

符合

矿井通风阻力计算表

巷道

编号

支护

形式

a×10-4

s2/m4

巷长

L(m)

巷道周长U(m)

巷道段面积m3

Q

m3/s

h磨

Pa

阻力

(Pa)

1—2

密碹

96

450

7.85

4.31

13

71.6

82.3

2—3

密碹

96

276

7.85

4.31

5.5

7.9

9.5

2--4

密碹

96

151

7.85

4.31

6.4

5.8

6.7

4—5

密碹

166

280

7

3.0

2.8

9.5

11

4—6

密碹

96

310

7.2

3.56

2.2

2.3

2.7

4—7

密碹

96

180

7.2

3.56

2.6

1.7

2.0

3—4

密碹

96

200

7.2

3.56

2.4

1.8

2.1

3—5

密碹

96

70

7.2

3.50

2.2

0.6

0.7

6—8

密碹

96

300

7.0

3.75

6.6

16.7

19

8--9

密碹

96

800

6.4

3.1

14.9

36.6

42.1

合计

154.5

178.1

(3)矿井等积孔

Q

------

h

矿井通风网络的复杂程度与矿井通风难易程度有很大关系,但同样复杂的矿井通风网络由于巷道布置形式不同,其通风难易程度有较大区别,为判定矿井通风的难易程度,用通风矿井等积孔A来表示,筠连县志鸿煤矿的等积孔及风阻计算如下:

A=1.19

13

------

178.1

=1.19×

=1.16m2

式中:

A—矿井等积孔,m2

Q—矿井通风系统风量,m3/s

h—矿井通风阻力,Pa

判定指标如下表

A<1.0m2

大阻力矿井

A<1.0—2.0m2

中阻力矿井

A<2m2

小阻力矿井

据计算结果,筠连县志鸿煤矿A=1.16m2,按上表判定,矿井为中阻力矿井。

四、矿井安全监控系统

矿井已升级装备KG-90安全监控系统,主机一台备用主机一台,井下装备有监控分站4台,瓦斯传感器9台,主扇开停传感器1台,局扇开停传感器2台,风门传感器2套,温度传感器1台,负压传感器1台,风速传感器1台,一氧化碳传感器1台,温度传感器1台,所有监控设备均按照AQ029-2007规范布置和安装,目前矿井监控系统运行正常。

五、矿井灭火

为防止矿井火灾,矿井已采取了有效的防来火措施:

1、在地面638水平建筑了200m3的消防水池,井下所有采掘工作面和主要巷道均安装了消防管道,采掘工作面完成了洒水防尘系统。

2、加强电气设备经管,防止电气火灾。

3、井上井下严禁明火,杜绝井下一切火种,严防其他火灾隐患。

4、合理采掘布置,使用后退式开采;采空区内浮煤全部收净,采煤工作面每隔60m留设15m的隔火煤柱,工作面结束后立即封闭,防止煤层自燃,同时加强对检查可疑地点和密闭墙内的气体、温度、湿度进行日常性的监测检查。

5、井上下设置了消防器材库,并配备了足够数量的消防器材。

六、矿井防尘

在地面638水平建筑了200m3的消防水池,井下所有采掘工作面和主要巷道均安装了消防管道,采掘工作面完成了洒水防尘系统。

在各装煤点或煤炭转载点、回风巷均安装有洒水喷雾装置和净化水幕,采掘工作面放炮严格使用炮泥,减少煤尘的产生量,主要进回风巷定期清扫浮尘和积尘,防止煤尘飞扬。

七、矿井供电“三专两闭锁”

掘进安全技术装备系列化是治理瓦斯、煤尘、火灾等灾害的行之有效的综合性安全技术措施,确保局部通风机稳定可靠运转是行之有效的措施之一,“三专两闭锁”装置能有效保证局部通风机稳定可靠运转,对局部通风机的供电,矿严格使用专用变压器,专用开关和专用电缆,实现风、电闭锁和瓦斯、电闭锁,以保证局部通风机正常供风,掘进巷道内的瓦斯浓度不超过规定限值时,方能向巷道内机电设备供电,当局部通风机停转时,自动切断所控机电设备的电源。

当瓦斯浓度超过规定限值时,系统能自动切断瓦斯传感器控制范围内的电源,而局部通风机仍可照常运转。

若局部通风机停转时,停风区内瓦斯浓度超过规定限值时,局部通风机便自行闭锁,重新恢复通风时,要人工复电,先送风,当瓦斯浓度降到安全容许值以下时才能送电。

第二部分矿井存在的主要问题及整改技术方案和

时间安排

一、矿井开拓开采

(一)、存在问题

1、新掘巷道未完全进行支护改革,碛头无前探梁支护。

2、新掘巷道工程质量较差;支护背帮绞顶不严;岩巷未严格按中腰线施工

3、、矿井特种作业人员配备不足

(二)、整改技术方案和时间安排

整改工程:

1、新掘巷道未完全进行支护改革,碛头无前探梁支护。

整改措施:

严格按照《作业规程》要求对新掘巷道使用砌碹支护,并规范职工行为必须使用前探梁支护。

整改负责人:

赵金荣

整改验收人:

谢政财

完成时间:

立即整改;20个工作日整改完成

整改工程:

2、新掘巷道工程质量较差;支护背帮绞顶不严;岩巷未严格按中腰线施工

整改措施:

停止新掘工作面的掘进;对工程质量较差的工作面进行反工;加强背帮接顶工作;技术负责人延放好中腰线;工作人员严格按中、腰线施工。

整改负责人:

勾云涛

整改验收人:

何永平

完成时间:

立即整改,在6个工作日完成。

整改工程:

3、矿井特种作业人员配备不足

整改措施:

按要求配足特种作业人员;及时送往吉安、川南煤矿安全三级培训中心进行培训。

整改负责人:

勾云涛

整改验收人:

何永平

完成时间:

逐步送培。

二、矿井通风方面

(一)、存在问题

1、矿井测风站数量不够,个别测风站的位置不合理

2、矿井总回风巷、矿井通风阻力大,矿井风量偏小

3、矿井密闭质量较差;无反

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