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多铜煤矿三路采区设计说明书

时间:2011-06-24


第一章

矿井基本情况

多铜煤矿多铜煤矿位于黑河市爱辉区罕达汽镇金水三分场附近, 东

邻黑河市中亚煤矿,西邻黑河市富宏煤矿,距黑河至加格达奇 310 省 道 3 公里,东距黑河市区 165 公里,西距黑宝山煤矿 35 公里,距地方 铁路黑金火车站 3.5 公里,公路、铁路交通十分便利。 二、井田概况: 多铜煤矿现井田面积 0.553K ㎡,井田内探明储量 170.68 万吨,现 剩余可采储量 130 万吨;斜井片盘式开拓,共有三条斜井,最长斜井 长度 650 米,坡度 22 度;现生产标高为+225 米;开拓标高 215 米; 地表平均标高为+405 米, 开采深度 180 米。 核定生产能力 4.0 万吨/年; 开采煤层为 II 上 1 号煤层;煤层平均倾角 19 度;平均厚度 2.0 米, 煤层结构较为复杂;煤层水分 2.10%;灰分 16.20%;挥发份 42.46%; 火焰长度 160mm;抑制煤尘爆炸最低岩粉量为 70%, 有爆炸性; 煤层自 然倾向等级为 II 类,属易自燃煤层。多年开采过程中无瓦斯、煤尘、 火灾等事故发生。 三、气候条件: 该矿位于小兴安岭西坡,居黑宝山-木耳气煤田中断,属低山丘陵 区,海拔高度 385-446 米,地势西北高、东南低。 该矿区属于中温带大陆性气候,冬季严寒干燥,夏季凉爽多雨。 年平均气温 0℃—-0.2℃,最高气温 31.5℃,最低气温-37℃。年平均
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降水量 531.3mm-586.0 mm,蒸发量 869-990 mm,年平均风速 3.2m/s, 主导风向为西北风, 每年十一月至翌年四月为结冰期, 冰冻厚度为 2.6 米, 永冻层分布在河谷附近和潮湿地带, 属岛状冻土, 厚度可达 15 米, 本区地震烈度划为 5 度区。
原煤炭部兖州煤矿设计研究院设计,设计年生产能力为 150 万 t,2006 年省煤炭局核定年生产能力为 275 万 t, 系一对机械化程度较高的大型矿井。 矿井开拓方式为立井开拓,设计有两个水平。第一水平(即目前开采 水平)标高为-320m,第二水平标高为-430m。 一水平主采 3 上、3 下煤层,均为近水平中厚及厚煤层,可采总厚度 7m 左右,储量约占矿井总储量的 75%以上。采用单一长壁全部垮落综采采煤 法。二水平主采 16、12 下薄煤层,16 煤平均厚度为 0.83m 左右,煤层层位 稳定,结构简单,为二水平主要可采煤层;12 下煤平均厚度为 0.79m 左右, 层位尚稳定,结构简单,属比较稳定的局部可采煤层。 矿井于 1988 年 9 月 28 日移交生产管理并试生产, 1989 年 6 月 24 日正 式投产, 自投产后矿井产量连年递增, 1995 年 11 月达到设计生产能力, 1998 年超过 210 万 t,2000 年超过 240 万 t,近几年一直维持在 280 万 t 左右的 水平上。由于连续多年的超设计能力开采,加上实际揭露地质构造远比矿 井地质报告提供情况复杂,一水平的可采储量急剧减少,8 个采区现已动用 7 个,其中南一、北二、南三 3 个采区已于 2004 年开采结束,北八、南七 两个主采采区储量也所剩无几。为保证矿井正常水平继续、防止产量出现 台阶式下降,执行煤炭行业“煤层厚薄搭配,好坏搭配的合理开采程序” 的技术政策规定,更长时间的维持矿井较高的经济效益,矿井于 2004 年 10

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月开始二水平开拓延深。经过两年多的开拓,二水平通风系统已经形成, 提升运输系统的矿建工程已经完成,水仓、中央泵房、变电所等主要硐室 已竣工,运输大巷也已施工到首采区位臵,为尽快实现厚薄煤层配采、煤 种配伍,我们对二水平首采区 1603 采区进行设计。

第二章

采区概况

一、采区位臵及地面概况 1、地面位臵:1603 采区位于蒋庄井田的西南部,孔庄西南,小宋楼村 以西。 2、地形地势:本区地面标高+35.5~+38.5m,地表被第四系地层所覆 盖,总体地势呈北高南低。受 3 煤采动影响,区内北部出现局部沉降,沉 降区存有积水,最深处约 2.0m。本区范围内水系简单,除矿工广排洪沟穿 过北部外,还有一条季节性河流(新苏河)穿过其南部。 3、井下位臵:1603 采区位于-430m 水平南翼运输大巷西侧。 二、采区边界及面积 1603 采区东至高庙断层,南至蒋庄煤矿与崔庄矿相邻边界,东南至 F5 断层,西部以徐庄断层与柴里井田为界,北至 16 煤可采边界线。采区南北 走向长 1785-2260m,东西倾斜宽 367-822m,面积 1365343m 。 三、开采范围 本采区范围内赋存有 16 煤、17 煤,由于 17 煤厚度一般为 0.4~0.6m, 均不可采,本设计只考虑 16 煤。本区内 16 煤埋深在 414.5~481.9m 之间。
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四、邻区采掘情况 本采区为二水平首采区,本区上部 3 煤已开采结束,同一水平内四邻 均未采动。

第三章

采区地质特征

一、地质构造 本区以断裂构造为主,褶曲受断层切割破坏严重。北北东向的高庙断 层、F2 断层和徐庄断层将采区切割成东低西高的台阶状两块段,构成了全 区构造骨架。 高庙断层为采区东部边界断层,走向 NNE,倾向 NWW,倾角 60-70°, 落差 80-90m,控制程度可靠。 F2 断层位于采区中部, 走向 NNE, 倾向 NWW, 倾角 68-75°, 落差 0-28m, 延伸 1500m 左右尖灭,控制程度可靠。 徐庄断层为 1603 采区与柴里井田的边界断层,走向 NNE,倾向 NWW, 倾角 75°,落差 90-60m,控制程度可靠。 F5 断层位于采区东南部,为高庙断层的分支,延伸 600m 后急剧尖灭, 走向 NE,倾向 SE,倾角 75°,落差 0-32m,控制程度可靠。 二、煤层赋存情况及煤质 赋存情况:16 煤形成的地层时代为石炭系太原群,属海相沉积,埋深 414.45-481.85m,呈现北高南低的赋存状态。16 煤在区内普遍发育,属稳定 煤层。全区煤厚在 0.2-1.4m,平均 0.95m,煤层倾角比较平缓,除局部因

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构造影响角度异常外,其余一般在 0-5°,平均 3°。 煤层结构:区内除 90-10 钻孔内发现 16 煤有炭质石英砂岩夹层外,其 余均不含夹层,为简单结构煤层。 物理性质:黑色,玻璃、强玻璃光泽,平坦状、贝壳状断口,裂隙、 节理较发育。普氏硬度系数为 3,密度 1.28t/m3,煤岩类型为高型煤。 顶底板:16 煤顶板为第十层灰岩,厚度 3.38-9.40m,平均厚 5.0m 左 右,层位稳定,深灰色,厚层状,含丰富动物化石。16 煤直接底为泥岩, 黑色,泥质结构,含炭质,水平层理,厚度在 0-0.83m,平均厚 0.3m。老 底为细中砂岩,深灰色,下部灰绿色,致密坚硬,厚度在 4.0-10.0m,平均 厚 4.5m。 煤质: 煤工业牌号为肥煤, 16 硫分较高, 适合电力用煤。 (W) 水分 2.58%, 灰分(A)11.05%,挥发分(V)41.80%,硫分(S)3.35%,发热量 29.76 兆焦/千克, 三、瓦斯、煤尘及煤的自燃发火倾向等其他地质因素 1、瓦斯:为低沼气矿井和低二氧化碳矿井。 2、煤尘:16 煤层煤尘爆炸指数为 44.56%,有爆炸危险性。 3、自燃:16 煤层煤具有自燃倾向,属二类自燃煤层。 四、水文地质 1、含水层 区内主要含水层有石炭系太原群第三层石灰岩、第十层灰岩、石炭系 本溪组第十四层灰岩和奥陶系石灰岩。 (1)三灰含水层:为深灰色厚层状石灰岩,质纯,厚 5.6-10.27m,平

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均厚约 8.0m,下距 16 煤层顶板平均 114.0m,富水性强,但不均一,属溶 洞裂隙承压水。 (2)十灰含水层:浅-深灰色石灰岩,致密,厚 3.38-9.40m,平均厚 5.0m 左右,属裂隙承压水,该层见少量裂隙,多充填方解石,是开采 16 煤 层的重要充水水源,但由于埋藏较深,补给条件不良,含水性弱,在正常 情况下对开采影响不大。 (3)十四灰含水层:厚 8.25-13.80m,平均厚度约 11.0m,质纯,含 裂隙承压水,距 16 煤层底板 50m 左右。 (4)奥灰含水层:青灰、灰白色,厚层状石灰岩,浅部裂隙溶洞发育, 富水性强,水位标高为-32.0m,为煤系含水层重要补给水源,生产应引起 重视。 2、断层水 断层富水及导水性如何,主要取决于断层两盘含水层是否接触。对口 接触一般富水,导水性较强,否则一般不导水或弱导水,巷道掘进时应仔 细分析断层对盘的岩性。根据蒋庄煤矿地质报告,高庙断层为局部导水断 层,因此施工过程中穿过高庙断层时必须严格按照“预测预报,有疑必探, 先探后掘,先治后采”的原则做好探放水工作,边探边掘,不探不掘。 3、钻孔水 区内除 I-36 钻孔为封闭不合格钻孔外,其余都为封闭合格钻孔。在回 采前必须对 I-36 钻孔重新启封。 4、老空水 1603 采区上部为南三采区,上组 3 煤已回采完,采空区内存有大量积

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水,积水区面积 192700m ,积水量 431648m ,上水位标高-316.5m,通过南 三采区石门、南大巷排水沟进行疏放,目前有动水 30m /h,3 下煤层底板至 十下灰底板之间距离为 126.32m—161.94m,平均 146.89m。 根据开采 3 下煤层时,煤层底板导水裂隙带深度:
h ? 0.7007 ? 0.1079 L
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h:底板导水裂隙带深度 L:工作面斜长,南三采区工作面斜长一般为 170m 可计算出开采 3 下煤层后,煤层底板导水裂隙带深度: h 为 19.04m 根据煤层顶板导水裂隙带高度计算公式:
H导 ? 1.6? M ? 3.6 100? M ? 5.6

式中: H 导 ——顶板裂隙带高度,m;

? M ——累计采厚,m。
16 煤层厚度为 0.2-1.4m,平均 0.95m,采高设计最大为 2.80m,可计 算出开采 16 煤层后,顶板导水裂隙带高度为 40.25m。 由此可知,h+H 导=19.04+40.25=59.29m,导水裂隙带总厚度小于 3 下 煤层底板至十下灰底板之间距离,并且 3 煤底板至十下灰之间主要有粘土 岩与含水微弱的粉砂岩和薄层石灰岩组成,隔水性良好,因此开采 16 煤层 时,正常情况下上部 3 煤采空区积水对 16 煤层安全生产威胁不大。 5、开采 16 煤层时充水因素分析 16 煤开采时,十下石灰岩是直接充水含水层,十四灰和奥灰是间接充 水含水层。十下灰和十四灰富水性弱至中等,奥灰富水性强。奥灰厚度大、

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含水丰富、水头压力高,并且十四灰和奥灰间距小,井田内的断层、裂隙 发育,两者易发生水力联系,十四灰和奥灰水将对安全生产构成威胁,成 为矿井的主要水害。据邻矿区资料,下组煤采掘遇到导水断层,尤其是遇 到切割十四灰的导水断层时,常发生底板突水,该含水层水水势较猛、峰 值大,给煤矿安全生产带来较大威胁。 本采区内 16 煤层可采区底板标高为-377.74~-446.15m,十四灰至 16 煤层 37.4m,奥灰距 16 煤层 50.0m,开采 16 煤层时矿压对隔水底板的破坏 深度 C p =19.04m。由计算结果可知,在正常情况下,16 煤层开采时底板隔 水层受到矿压破坏后,破坏深度基本影响不到十四灰。但是,矿压破坏带 深度资料的可靠性及其在本矿的适应性不详。因此,要准确地进行底板突 水预测评价,还要进行详细的矿压破坏带深度、承压水导水裂隙带高度的 探测和水位观测工作,同时进一步查明隔水层的厚度、分层岩石力学强度 的变化因素。 由于水文地质勘探程度很低,建议应提高钻探工程量,对十下灰、十 四灰、奥灰充水特征进行研究,掌握十下灰、十四灰、奥灰的富水规律和 动态变化。 针对 16 煤开采时,底板有突水危险,建议做好采动作用下的矿井充水 规律研究,做好底板水防治工作。根据预测结果,采取相应防治措施,确 保 16 煤开采时的安全。 6、采区涌水量预计 根据采区水文地质条件,16 煤开采时,十下石灰岩是直接充水含水层, 经计算,采区正常涌水量为 45m3/h。

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第四章

采区开采

第一节 一、采区储量

采区储量、采煤方法、机械装备及采区参数

本采区能利用储量 131.4 万 t,可采储量 97.2 万 t,详见表 4-1。
表 4-1 水 平 煤 层 1603 采区储量汇总表 -430m 水平 16 煤层 正常块段 能利用储量 (万 t) 村庄压煤 合 计 2S22 小计 2S22 小计 111b 小计 111b 小计 104.5 104.5 26.9 26.9 131.4 11.4 11.4 24.9 24.9 36.3 34.2 97.2

边界煤柱 暂不能利用储 量(万 t) 断层煤柱 合计 开采损失(万 t) 可采储量(万 t)

二、采煤方法 1603 采区煤层发育稳定,结构简单,倾角平缓,煤厚平均 0.95m,顶 板为坚硬完整的十下灰岩,具有同样条件的滨湖矿采用薄煤层综合机械化 采煤工艺已有了成熟的经验,为提高机械化程度,实现高产高效,保证安 全生产,充分发挥我矿成熟的综采管理经验,设计采用单一长壁综合机械 化采煤法,全部垮落法管理顶板。 三、采掘机械
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1、采煤机械 综采机械:设计采用 MG100/238-BWD 型薄煤层非机载交流电牵引采煤 机割煤,SGZ630/264G 型刮板输送机,SDJ—150 型胶带输送机运输,支架使 用 ZY2400-08/19 型薄煤层液压支架。 (1) 、MG100/238-BWD 型采煤机主要技术参数: 机身高度 580mm,滚筒中心距 8004mm,滚筒直径φ750mm,适用煤层厚 度 0.75~1.25m,煤层倾角≤25°,煤质硬度≤4,截深 630mm,截割部电 机功率 2×100kW,牵引电机功率 2×15kW,泵电机功率 2×4kW,总装机功 率 238kW。 (2) 、液压支架支护强度验算: 按经验公式计算顶板载荷 Pt=8×9.81×h×γ Pt=8×9.81×1.4×2.5=274.68kN/㎡≈0.27MPa 式中:Pt—顶板载荷(MPa) h—采高(m) γ—顶板岩石容重(t/m3),一般可取 2.5。 ZY2400-08/19 型薄煤层支架支护强度为 0.41~0.46MPa,大于顶板载 荷 0.27MPa,因此 ZY2400-08/19 型薄煤层支架满足工作面支护需要。 2、掘进机械 (1) 、综掘:EBJ-120(S)型综掘机掘进,SJD—80 型皮带及 QZP 型系 列短距离转载皮带运输。 (2) 、炮掘:采用钻眼爆破法,耙装机装岩,SJD—80 型皮带及 QZP 型

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系列短距离转载皮带运输。 四、采区参数 1、采区生产能力及服务年限 (1) 、回采工作面生产能力 根据煤层赋存条件、生产设备、块段倾斜宽度,首采面按对拉工作面 布臵,两面交替生产,总宽度 330m,单面宽度 165m,工作面走向长度根据 采区尺寸而定,一般不小于 1000m,煤层平均厚度 0.95m,容重 1.28t/m3, 年推进度 1200m,工作面回采率 97%,则工作面生产能力为 23.4 万 t。 (2) 、采区生产能力及服务年限 由于 16 煤原煤硫分平均为 3.35%, 矿井现有原煤系统不能做到分装分 运分提,二水平投产后对矿井原煤硫分影响较大。经计算一水平年产量按 250 万 t 计算,二水平年产量控制在 30 万 t 以内,混煤硫分可以控制在商 品煤要求的 1.2%的指标内,对精煤洗选的影响也能控制。若二水平产量安 排较高,为了保证混煤和精煤的硫分指标,必须对地面原煤运输、仓储系 统进行改造,实行分运、分储、分洗,同时要对共用井底 2#煤仓的二水平 和一水平南翼采区的日常生产从时间上进行统筹安排,这将对矿井原煤产 量产生较大影响。为稳定矿井现有的产量水平,取得较好的经济效益,同 时由于 1603 采区储量较小,可采储量只有 97.2 万 t,二水平投产初期,设 计布臵一个回采工作面生产,掘进煤约 1.6 万 t,采区生产能力为 25 万 t。 采区服务年限 3.24 年。 2、采区及工作面回采率 因本采区煤层为薄煤层,采区回采率不小于 85%,工作面回采率不小

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于 97%。 3、煤柱留设 (1) 、井田边界及断层煤柱 井田边界煤柱按 30m 的规定留设。 高庙断层、徐庄断层煤柱按 50m 留设,F2 断层按 30m 留设。 (2) 、准备巷道煤柱 巷道一侧留设 20m,巷道之间留设 20~30m。 ③、区段煤柱 工作面非对拉布臵时,按小煤柱沿空送巷考虑,煤柱一般留设 4~6m。 第二节 采区准备方式

由于 1603 采区只有 16 煤一层薄煤层,煤层赋存标高大部分区域高于 二水平标高,结合采区南北较长、东西狭窄的形状特点及与水平运输大巷 的位臵关系,1603 采区应首选双翼采区准备方式,南北双翼布臵工作面, 其它准备方式都明显不合理。因此确定 1603 采区准备方式为双翼采区准备 方式。 第三节 采区巷道布臵

由于 1603 采区为单一薄煤层采区,生产能力较小,因此设计布臵一条 轨道巷和一条运输巷两条准备巷道,轨道巷担负采区辅助运输和进风,运 输巷只安设皮带,不铺设轨道,担负采区煤流运输并兼作回风。根据 F2 断 层将采区切割成东低西高两个块段的构造特点,经认真研究和综合分析, 对采区巷道布臵提出以下两个较合理方案。 方案Ⅰ:

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采区运输巷: 从二水平南翼皮带机道里端开门, 275°方位施工 120m 按 平巷后,以 6°下山向前施工 120m 斜巷,标高降至-441.1m,进入 16 煤顶 板变平,按平巷向前施工 260m 后以 6°上山起坡,穿过 F2 断层后进入 17 煤,向前一直沿 17 煤掘进,并保持向前为上坡趋势,里端通过轨运联络巷 与采区轨道巷沟通。 采区轨道巷:从-430m 水平南大巷 6#点前开门,以 268°方位,3‰上 坡施工 79m,接着调向按 275°方位、3‰上坡施工 30m 车场,然后按 9°下 山施工约 70m 后跟上 16 煤顶板,向前沿 16 煤顶板施工 300m 后,按 15°上 山起坡穿过 F2 断层,施工约 85m 跟上上块段 16 煤顶板,继续向前施工, 里端通过轨运联络巷与采区运输巷沟通,形成系统。为了排水需要,在下 块段平巷段布臵采区水仓、泵房。 方案Ⅱ: 采区运输巷:从二水平南翼皮带机道里端开门,按 280°方位施工 60m 平巷后,以 6°下山向前施工约 110m 斜巷,跟上 16 煤顶板,然后沿 16 煤 顶板继续向前施工 310m,接着按 9°上山起坡,穿过 F2 断层后进入 17 煤, 向前一直沿 17 煤掘进,并保持向前为上坡趋势,里端通过轨运联络巷与采 区轨道上山沟通。为将下块段的积水排出,在下块段低洼处布臵临时水仓, 安设潜水泵和 4 寸排水管路,将积水排至南大巷水沟。 采区轨道石门及上山:从-430m 水平南大巷 6#点前开门,以 268°方 位, 3‰上坡施工 20m, 接着调向按 328°方位、 3‰上坡施工 70m 联络石门, 将方位调为 280°,按 3‰上坡施工 410m 石门后,按 12°上山起坡穿过 F2 断层,施工约 90m 跟上上块段 16 煤顶板,向前一直沿 16 煤顶板施工,里

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端通过轨运联络巷与采区运输巷沟通,形成系统。 第四节 一、通风系统 新鲜风流自-430m 水平南大巷→采区轨道巷→工作面进风行人联络巷 →工作面进风巷→采煤工作面→工作面回风巷→采区运输巷→二水平南翼 皮带机道→二水平南翼回风暗斜井→-250m 南总回风巷→中央风井。 二、煤流系统 采煤工作面煤→工作面运输巷→采区运输巷→二水平南翼皮带机道→ 二水平南翼煤仓→二水平皮带暗斜井→井底 2 号煤仓→主井→地面。 三、排水系统 方案Ⅰ:工作面涌水自流或用泵排至采区轨道巷,然后自流至采区水 仓,经采区泵房排至南大巷水沟。采区泵房安设 BQW-60/50 排沙泵三台, 功率为 22KW,其中两台工作,一台备用。 方案Ⅱ:工作面涌水自流或用泵排至采区轨道石门及上山,然后自流 至南大巷水沟。 四、辅助运输系统 材料、设备自南大巷→采区轨道巷→工作面进风行人斜巷→工作面材 料巷→采煤工作面。 工作面两道视煤层赋存情况增设辅助绞车提升。 五、供电、通信、安全监测系统 1、供电系统 根据 1603 采区生产能力及井下位臵,在采区服务年限内设立一个变电 生产系统

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所即能满足要求。 变电所设在采区的中部, 距二水平中央变电所约 1000 米, 容量以一薄煤层综采对拉面、一综掘工作面、一炮掘工作面、一个备用面 为基本负荷,约 3800kVA,采用双回路供电方式。初步设想由二水平中央变 电所引出两回路 6kV 高压电缆向 1603 采区变电所供电,单线路供电电缆长 度为 1000m。 2、通信系统: 采用 DDK-6M 型数字程控调度通信系统,将安全型电话机分别接至各工 作面、掘进迎头、变电所及转载点即可。 3、安全监测系统: 采用我矿现有的 KJ66 安全监测系统,对采掘工作面瓦斯、一氧化炭、 风速、温度和局扇开停及生产情况进行 24 小时不间断监测。 监控设备的种类包括监控分站、断电器、馈电传感器、甲烷传感器、 风筒压力传感器、风速传感器、温度传感器、一氧化碳传感器、设备开停 传感器等。 监控分站安装在采区变电所或支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道 中,每 1-2 个采掘工作面需要 1 台; 断电器安装在馈电开关或高防开关附近; 馈电传感器安装在馈电开关或高防开关中; 甲烷传感器在每个掘进巷道安装 2 台,距迎头 5 米内 1 台,距巷道出 口 10-15 米处 1 台; 甲烷传感器在每个工作面回风巷安装 2 台,距煤壁 10 米内 1 台,距巷 道出口 10-15 米处 1 台;

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温度传感器在每个工作面回风巷、距巷道出口 10-15 米处安装 1 台; 一氧化碳传感器在每个工作面回风巷、距巷道出口 10-15 米处安装 1 台; 设备开停传感器每个风机上各按 1 台; 采区回风巷设臵甲烷传感器、风速传感器和一氧化碳传感器; 机电峒室设臵温度传感器; 采区主要进回风巷道的主要风门必须设臵风门开关传感器; 甲烷传感器、温度传感器、一氧化碳传感器应垂直悬挂,距顶板不大 于 300mm,距巷壁不得小于 200mm; 风速传感器应设臵在巷道前后 10m 内无分支、无拐弯、无障碍、能准 确计算风量的地点。 六、防尘系统 地面静压水池的防尘水利用 6 吋管路通过副井井筒引入井下,经-320m 水平井底车场、南大巷、二水平南翼回风暗斜井到-430m 水平车场,通过 -430m 南大巷改为 4 吋钢管一路进入采区轨道巷, 通过采区轨道巷进入各工 作面;另一路利用 4 吋钢管经采区运输巷进入各工作面。 第五节 开采程序

本区煤层倾角平缓,工作面开采顺序采用区内后退式,尽量避免跳采, 采区南北翼交替开采。 第六节 一、各方案的优缺点 针对第三节提出的采区巷道布臵的两个方案,结合各方案的系统,经 巷道布臵方案的比较与选择

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比较各方案的优缺点如下: 方案Ⅰ: 优点: 1、采区轨道巷基本沿 16 煤布臵,可以探明煤层的赋存情况,为工作 面的布臵创造了条件。 缺点: 1、辅助运输复杂,需多部绞车转运。 2、增设采区水仓、泵房,系统复杂,管理难度大,采区抗灾能力低。 3、工作面两巷开门位臵多处于斜巷,不利于掘进施工及生产期间辅助 运输。 4、采区生产期间排水、辅助运输等运营费用较高。 5、工程量大,而且岩巷工程量所占比重大。 方案Ⅱ: 优点: 1、采区内排水能够实现自流,抗灾能力强。 2、辅助运输通过采区石门,环节少,系统简单,安全可靠。 3、工作面联络斜巷工程量少,平巷内开门,便于施工。 4、便于处理工作面两巷与采区准备巷道的交叉关系。 5、采区准备工程量小。 6、采区生产期间排水、辅助运输等运营费用低。 缺点: 1、轨道石门段距煤层稍远,不利于工作面布臵时的层位确定。

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二、各方案的综合比较 1、各方案的掘进工程量比较。详见表 4-2。
表 4-2 序 号 1 工程名称 1603 采区方案设计准备巷道工程量对比表 断面 (㎡) 9.0 9.2 9.0 9.2 10.8 9.2 10 5.5 煤岩别 岩 半煤岩 岩 半煤岩 岩 半煤岩 岩 岩 工程量 方案Ⅰ 268 649 592 334 80 30 230 67 2250 方案Ⅱ 592 335 282 636 80 30 0 65 2020

采区轨道巷

2 3 4 5 6 11 备 注

采区运输巷 采区变电所 轨运联络巷 水仓及泵房 安全硐及绞车窝等 合 计

方案Ⅰ:总量 2250m,岩巷 1210m,占 53.8%,半煤岩巷 1040m,占 46.2%。 方案Ⅱ:总量 2020m,岩巷 990m,占 49.0%,半煤岩巷 1030m,占 51.0%。

2、各方案的费用比较。详见表 4-3。
表 4-3 1603 采区方案设计费用比较表 费用(万元) 方案Ⅰ 877. 1 15 25 917. 1 方案Ⅱ 781.9 0 0 781.9

序号 1 2 3

费用项目 井巷工程费(直接费用) 排水设备 合计 设备购臵与安装 运营费(/a)

通过对以上两个方案的分析比较可以看出,方案Ⅱ的优点非常明显: 一是工程量小,费用低,辅助运输环节少,系统简单、安全可靠,对安全

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生产管理及精品工程创建创造了良好条件。二是抗灾能力强,由于 1603 采 区是二水平首采区,对十下石灰岩涌水量的预计还没有经过事实检验,采 用方案Ⅰ将对采区的抗灾能力是一个严重考验。三从工作面施工方面来看, 方案Ⅰ都从斜巷开门,对施工和安全管理都不利;而方案Ⅱ多从平巷开门, 施工方便,安全可靠。四从经济比较看,方案Ⅱ比方案Ⅰ井巷工程直接费 用节省 95.2 万元,排水设备购臵费用节省 15 万元,排水设备运营费一年 就可节约 25 万元,在采区 3.24 年的设计服务年限内,可节约 81 万元,而 且省去了需经常挖水仓的麻烦,方案Ⅱ在经济上的优势非常明显。在矿生 产口领导的指导下, 经反复研究和综合分析比较, 我们选用方案Ⅱ作为 1603 采区设计主要依据,请集团公司领导审批。

第五章

防灭火设计

我矿现设计开采的 16 煤经煤炭科学研究总院重庆分院分析化验,为二 类自燃煤层。为了防止 1603 采区在生产时发生自然发火事故,编制以下防 灭火设计。 一、巷道布臵 1、采区准备巷道沿煤层布臵时,为了避免煤层与空气长期接触,必须 采用锚喷支护。 2、回采巷道全部进行喷浆封闭,避免与空气长期接触。 二、回采方法 1、采煤工作面采用后退式回采,自然陷落法管理顶板。

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2、按照最短自然发火期,回采工作面的推进速度每月不少于 50 米。 三、预防自然发火方法 因二水平 16 层煤属二类自燃煤层,为了防止自然发火事故的发生,需 要采用注氮、喷洒阻化剂和均压等综合防灭火技术来预防自然发火事故。 (一)采空区注氮 当采空区内出现高温点时,采用移动制氮机向采空区注入氮气,使采 空区成为氮气惰化带,起到预防和治理矿井火灾的目的。 (二)喷洒阻化剂 1、阻化剂种类 选择氯化镁(Mgcl2)为阻化剂,用水配比成 15%的溶液。 2、喷洒范围 重点为工作面“两道”和“两线” ,当因地质条件影响,采空区留有浮 煤时,要对采空区喷洒阻化剂溶液。 3、喷洒量计算 m=K1×K2×L×h×A×s 其中: m—阻化剂喷洒量 K1—工作面巷道帮壁喷洒加量余数 K2—单位体积散煤重量 L—喷洒长度 s—喷洒宽度 h—浮煤厚度 A— 原煤吸药量平均值
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(四)均压防灭火 根据现场实际情况,选择采用开区或闭区均压方法,来减少采空区的 漏风,避免采空区内遗煤自燃。 四、预测预报方法 1、观测点位臵 自然发火观测点设在回采工作面上隅角。 2、标志气体 选择一氧化碳和乙烯为自燃发火标志气体,当出现一氧化碳气体时, 说明采空区浮煤正在氧化,出现乙烯气体时,说明采空区浮煤将要自燃。 3、监测手段 采用 Kss—200 束管监测系统,利用束管对回采工作面上隅角气体进行 连续抽样分析。对采空区密闭内每周人工取样分析一次。主要分析氧气、 氮气、二氧化碳、一氧化碳、甲烷、乙烷、乙烯和乙炔七种气体。

第六章

防治重大灾害的安全技术组织措施

第一节 一、预防水灾事故的措施

预防措施

1、认真做好探放水工作,严格执行“有疑必探,先探后掘”的原则。 2、严格按地质部门提供的井田或采区边界断层防水煤柱宽度布臵采 场。 3、巷道穿过高庙断层和 F2 断层前,必须编制探放水设计。

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4、地质部门应对上覆 3 煤采空区积水对 16 煤开采影响程度进行认真 分析。开采前必须执行《煤矿安全规程》第 268 条的规定。 5、对封孔质量不合格的钻孔必须在回采前重新启封。 6、提高钻探工程量,对十四灰、奥灰充水特征进行研究,掌握十四灰、 奥灰的富水规律和动态变化,采取预防措施,防止底板突水事故发生。 二、预防火灾事故的措施 1、预防内因火灾的措施 ⑴ 认真执行《煤矿安全规程》中有关预防自燃发火的规定。 ⑵ 对沿空送巷巷道,要加强喷浆封闭措施,严防漏风。 ⑶ 回采工作面在生产过程中回料时要将物料撤干净。 ⑷ 认真做好回采工作面阻化剂的喷洒工作。 ⑸ 回采面结束时,要加快回撤速度,在一个半月内必须回撤完毕,进 行永久性封闭。 ⑹ 对巷道中冒落的空洞,要用不燃性材料充填并喷浆封闭。 ⑺ 加强防火监测工作,提高早期预测预报精度,及时为防灭火工作提 供准确的依据。 2、预防外因火灾事故的措施 ⑴ 皮带运输机要安装使用防止皮带打滑、跑偏、满仓、自动停机等综 合保护装臵。 ⑵ 皮带机头、机尾及周围的浮煤必须及时清扫干净。 ⑶加强电气设备的管理,杜绝失爆,保证完好,坚持用好漏电、接地、 短路三大保护,老化的设施及时更换。

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⑷ 机电硐室、 皮带机头和工作面的移动变电站要配齐至少 2 个灭火器, 现场工作人员要熟悉沙箱和消防材料的存放地点,并会正确操作使用。 ⑸ 井下烧焊要严格执行《规程》规定,制定严密的措施,烧焊现场要 安专人负责,有安监员、瓦斯检查员监视,严格按措施施工。 ⑹ 加强火工品的管理,严格火药、雷管的发放、领用和清退制度,各 放炮地点要严格按《煤矿安全规程》和《作业规程》的要求进行放炮作业。 三、预防瓦斯爆炸事故的措施 1、完善矿井通风系统,确保通风系统的合理,杜绝不合理通风,保证 各供风地点有足够的新鲜风量,防止瓦斯积聚和超限。 2、加强局部通风管理,坚持用好“三专一闭锁”装臵,杜绝无计划停 风。 3、严格瓦斯管理,认真做好瓦斯检查工作,瓦检员要严格按巡回检查 制度检查,杜绝空班漏检。采掘工作面必须坚持“一炮三检”制度。 4、严格盲巷和采空区的管理,对新出现的盲巷必须在 24 小时内予以 封闭,启封盲巷和采空区密闭要制定专门瓦斯排放措施,经总工程师组织 人员审批后,由救护队执行瓦斯排放工作。 5、搞好安全监测工作,特别是综采和综掘工作面按规定要求上齐瓦斯 传感器,时刻监视现场瓦斯涌出情况。 四、预防煤尘爆炸事故的措施 16 煤层煤尘爆炸指数为 44.56%,有爆炸危险性。在生产过程中要采 取以下措施: 1、完善矿井防尘系统,保证井下所有用水地点的正常供水。

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2、各产尘地点要安装齐全各种防尘设施,保证灵活可靠,使用正常。 3、回采工作面认真做好煤体注水工作,坚持不注水不生产的原则。 4、采煤机和综掘机使用内外喷雾装臵。 5、综掘工作面抓好除尘风机的使用,坚持不开除尘风机不准生产的原 则。 6、炮掘工作面严禁干打眼,坚持使用湿式打眼,坚持使用好水炮泥。 7、加强放炮管理工作,放炮前必须对放炮地点前后 30m 范围内的巷道 周边进行冲刷,严禁放糊炮和放明炮。 8、对各类巷道要按规定的时间定期冲刷和清扫,有积尘的地点要及时 冲刷,防止煤尘积聚。 9、认真做好粉尘浓度的测定工作,掌握各生产地点的产尘规律,制定 相应的措施进行防治。 10、回风巷道要安设风流净化水幕。 五、预防顶板事故的措施 1、采煤方面 ⑴ 坚持正规循环作业。 ⑵ 初次放顶前要制定专门措施,经审批后认真贯彻执行。 ⑶ 加强工作面及两端头的支护质量和顶板管理,加强两巷的超前支 护,对两巷变形严重的地段要及时进行维修。 ⑷ 加强回采工作面过断层时的顶板管理,加大支护力度,制定可行的 安全技术措施,抓好措施的兑现落实。 2、掘进方面

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⑴ 针对沿空送巷的巷道,在掘进期间,要加大支护强度,使用好临时 支护,严禁空顶、空帮作业,同时应注意观察和检查后路支护情况,发现 问题,必须及时处理,防止冒顶事故的发生。 ⑵ 加强掘进过断层的顶板管理,制定切实可行的安全技术措施,选择 合适的支护方式,加大支护力度,防止顶板事故的发生。 ⑶ 掘进开门和透窝处三叉门、四叉门地点应提前加强支护、支护形式 要合理稳固可靠。 ⑷ 掘进工作面必须使用好前探梁,前探梁的安设按作业规程和质量标 准的要求进行施工,严禁空顶作业。 第二节 一、发生水灾事故后的处理措施 1、当发生水灾事故时,现场负责人要及时向矿调度汇报,并组织带领 灾区人员按规定的避灾路线撤离灾区。 2、矿调度室要立即通知受水威胁地点的人员撤离危险地区。 3、矿值班领导应采取积极措施,查明详细情况,利用现场条件指挥处 理水灾,缩小受灾范围,并通知有关部门,迅速组成救灾指挥部,根据实 际情况,研究具体救灾方案和措施,指挥井下的排水救灾工作。 二、发生火灾事故后的处理措施 1、任何人发现井下火灾时,应视火灾性质和灾区通风瓦斯情况,立即 采取一切可能的方法灭火,最大限度地控制火势,并迅速向矿调度室汇报。 2、 矿调度值班人员接到情报后, 立即按照 《矿井灾害预防和处理计划》 按顺序通知有关领导和部门,并报告集团公司调度室。 处理措施

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3、如果火势凶猛范围大,威胁人身安全时,应立即组织人员沿避灾路 线撤离。 4、发生火灾时,应立即切断可能受火灾影响地点的全部电源,防止事 故的漫延。 5、在进风的下山巷道发生火灾时,必须有防止由于火风压而造成的风 流发生逆转的措施。 6、如果直接灭火无效时,在指挥部的统一指挥下,采取封闭火区灭火 时,要随时掌握火区内瓦斯、氧气、一氧化碳等有害气体浓度变化,并采 取安全措施,防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒。 三、发生瓦斯、煤尘爆炸事故后的处理措施 1、现场负责人要沉着冷静,分析事故情况,迅速组织人员撤离灾区, 并设法及时向矿调度室汇报。 2、矿调度室要立即通知受威胁区域的人员撤离,并组织矿山救护队, 抢救遇险人员,探明事故地点、范围和气体成分,发现火源立即扑灭,防 止二次爆炸。 3、矿调度室接到灾情报告后,要立即通知主要领导和有关部门,并组 成救灾指挥部,根据现场实际情况,分析研究制定救灾方案,全面开展救 灾工作。 4、在证实确实无二次爆炸的可能时,应迅速修复被破坏的巷道和通风 设施,恢复正常通风,排除烟雾,清理巷道。 四、发生顶板事故后的处理措施 1、发生冒顶事故后,现场负责人要迅速清理现场工作人员数目,并将

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冒顶的详细情况及时向调度室汇报。 2、矿调度室接到汇报后,要立即组织有关人员探明冒顶区范围和被埋 压、堵截人数和位臵,采取措施,积极抢救。 3、要积极恢复冒顶区的正常通风。如暂不能恢复时,可利用压风管路 或防尘管路等对埋压、堵截人员输送新鲜空气。 4、在处理事故中,必须由外向里恢复巷道,要加强支护,防止二次冒 顶,必要时可开掘通向遇难人员的专用通道。 5、遇有大块岩石威胁遇难人员时,可使用千斤顶等工具移动石块,并 尽量避免破坏冒落岩石的堆积状态。

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第七章

技术经济指标

表 7-1
序号 1 2 3 采区可采储量 4 5 6 7 8 9 设计巷道工程量 采煤方法 采区年设计生产能力 采煤工作面个数 掘进工作面个数 采区服务年限 万t 个 个 a 万t m 指标名称 采区走向长度 采区倾斜宽度 采区能利用储量 单位 m m 万t

技术经济指标表
数量 1785~2260 367~822 131.4 97.2 2020 为第Ⅱ方案 单一长壁综合机械化采煤法 25 1 2 3.24 1 个综掘 1 个炮掘 备注

第八章

注意事项

一、采区准备巷道穿过高庙断层、F2 断层前,必须编制探放水设计, 进行超前探放水,以策安全。 二、地质部门应对上覆 3 煤采空区积水对 16 煤开采影响程度进行认真 分析。开采前必须执行《煤矿安全规程》第 268 条的规定。 三、提高钻探工程量,对十四灰、奥灰充水特征进行研究,掌握十四 灰、奥灰的富水规律和动态变化,采取有针对性的预防措施,防止底板突
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水事故发生。 四、对封孔质量不合格的钻孔必须在回采前重新启封。 五、采区开采之前,对临近矿井开采情况要进行调查。

附图: 1、1603 采区设计方案Ⅰ、Ⅱ采区巷道布臵平面图, (比例 1:2000) ; 2、1603 采区设计方案Ⅰ、Ⅱ采区巷道布臵剖面图, (比例 1:1000) ;

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