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煤矿技术更动扩能联合试运作报告,跃进煤矿通

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煤矿技术更动扩能联合试运作报告,跃进煤矿通

筠连县巡司镇红岩煤矿

煤矿通风能力核定报告

(15万吨/年)技改扩能

煤矿名称:*********矿

二O 一一年五月三十日

煤炭生产许可证号:

第一部分技改扩能后矿井概况 3

2011年7月13日

第二部分 井田开拓 13

第一章 矿井基本情况 2

第三部分 技改扩能后的采掘生产系统 16

一、地理位置 2

第四部分 采区通风 20

二、地质概况 3

第五部分 机电、运输及其它辅助系统运行情况 23

三、矿井开采现状 6

第六部分 安全生产管理及主要负责人责任制 26

四、矿井通风系统: 7

第七部分 存在的问题及改进措施 33

第二章 矿井通风能力核定 8

附件: 34

一、 矿井通风能力核定计算公式 8

筠连县巡司镇红岩煤矿

二、 矿井总进风量

(15万吨/年)技改扩能工程联合试运行报告

图片 1

箔连县经济商务局:

1、按井下同时工作最多人数计算矿井风量: 8

筠连县巡司镇红岩煤矿15万吨/年技改扩能工程已基本建设完

2、按采煤、掘进、独立通风硐室及其各用风点需风量计算: 9

工,现请求批准进行技改扩能后的联合试运行。现将我矿技改扩能前后基本情况报告如下。

三、矿井通风负压、等积孔计算 14

第一部分技改扩能后矿井概况

1、矿井通风总阻力 14

一、企业简况

2、等积孔计算及通风难易程度的评价 15

1 、企业名称、经济类型及法人代表

四、矿井平均日产吨煤需要风量q值的选取 16

企业名称:筠连县巡司镇红岩煤矿

五、矿井通风能力核定计算 16

经济类型:私营独资企业

六、矿井通风能力验证 17

法人代表:郝兆溢

七、矿井通风能力核算结果 17

2 、地理位置、行政区划、交通情况

一、核定通风系统能力必备条件:

筠连县巡司镇红岩煤矿(以下简称“红岩煤矿”)位于四川省川南煤田筠连矿区鲁班山井田西段201号~204号勘探线浅部,矿区中心点位置:东经:104°34′03″;北纬:28°08′05″。属私有独资企业,隶属筠连县巡司镇梧桐村所辖。矿山有0.5公里公路至筠连县至民主公路,至巡司镇4公里,距筠连县城直距8公里,至筠连县16公里,因此该矿交通便捷。

1、必须有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监控系统,通风系统合理通风设施齐全可靠;

3 、井田范围

2、必须采用机械通风、运转风机和备用风机必须具备同等能力,矿井通风机经具备资质的检验机构测试合格;

红岩煤矿为合法的矿山企业,现已技改扩能为15万吨/年矿井,

3、安全检测仪器、仪表齐全可靠;

其采矿许可证证号为C5100002009061120021257有效期自2010 年12月13日至2019 年6月13日,经技改扩能增划资源后已允许开采2、3 、7 、8 号煤层,矿井开采范围东西走向平均走向长约1380m ,北南倾斜斜长平均约710m ,矿区面积0.9168Km 。主井口坐标为:X:3113595.085,Y:35456833.605,Z:445.399m ;开采标高+

4、局部通风

530 一+350m 。矿区拐点坐标共由10个拐点圈定。

机的安装和使用符合规定;

图片 2

5、采掘工作面的串联通风符合规定;

图片 3

6、矿井瓦斯管理必须符合有关规程规定。

经计算,矿井服务年限为7.5a。符合《煤炭工业小型矿井设计规范》的有关规定。

二、通风系统能力核定的主要内容:

5 、企业“五证一照”情况

第一章 矿井基本情况

筠连县红岩煤矿“五证一照”齐全,合法有效。

一、交通位置

6 、企业机构设置、职工构成及作业制度

矿区位于乌鲁木齐西部,距乌鲁木齐市约50km,北西距昌吉市45km,北距硫磺沟镇10km,距八一钢铁厂20km。路经矿区的公路有乌鲁木齐通往庙尔沟旅游区及昌吉市通往庙尔沟的沥青公路,矿区内有简易公路通往各矿,交通条件良好。

( 1 )、企业机构设置

二、地形地貌

① 、红岩煤矿为矿、队(科、组)两级管理,其安全生产管理机构如图(红岩煤矿管理机构示意图)所示。

本区属天格尔山脉中段西部,地形复杂,总体上西高东低,北高南低,沟谷纵横,属低山丘陵地形,海拔高程+1260—+1380m,高差100—200m。

② 、红岩煤矿现有在册员工155 人(其中包括管理人员32人,地面辅助员23人);本矿矿级管理人员5 人,井下现场管理人员23 人,管理人员中工程技术人员3 人(采矿1 人,机电1 人,地测1 人);井下作业人员中,持特种作业证人员有53人(其中安全员5 人、爆破工5 人、瓦检工10人、电钳工6 人、绞车司机7 人、瓦斯监测监控人员3 人、机车工6人,主扇风机工2 人、挂钩工4 人、矿山救护5 人等),均参加了宜宾市

矿区东界外2km处发育有一条区域性地表水系(头屯河),其流向自南西向北东流迳矿区东部边缘。河道宽20—60m,河床宽150m左右,河水流量随季节性变化而变化。6—7月流量最大可达81.1m3/s,每年10月到3月为枯水期,1—3月份最小流量仅达0.9—0.95 m3/s,为常年流水的河流。此外,区内尚有各沟谷,在雨季和洪水期可形成短暂地表水流。

煤矿安全技术培训中心或县公安局等有关部门培训,并取得了操作资格证。

四、气象与地震

③ 、矿井年工作日为330 天;采用“三、八”工作制进行作业;掘进工作面采用每天早、中班掘进作业,每个循环进度为1 . 2 米,一天二个循环,日循环进度为2 . 4 米。2号 、8 号采煤工作面采用“两采一准”循环方式作业,每个循环进度为1 米,日循环进度为2 米。3号、7号煤层开采时按“自采自准”组织作业,每个循环进度1 米、日循环进度2米。设计采区回采率为87.46%,工作面回采率为97%。

区内属大陆性气候,气候变化的总趋势是冬季严寒,夏季炎热,春秋两季气候多变。全年最冷在12月至翌年3月,最低气温-20℃左右,每年7—8月气温最高,平均在20℃以上,年降水量222.1—264.1mm,年平均降水日70—90d,年蒸发量一般为1882.6mm。冻土深度达1m,3月下旬至4月开始解冻。风向以西南风为主,春秋为风季,最大风速2.9m/s,一般风速1.2—2.0m/s。

④ 、为了加强矿井安全管理,红岩煤矿成立了安全管理领导小组:

矿区位于天格尔山北部边缘,属强震断裂带范围之内,地震活动强度大,频率高,小震多,其烈度划为8级区。

组长:向彩刚

五、现有水、电源情况

副组长:何开兵(技术负责人)赵建翔(安全矿长)、罗均(生产副矿长)、郝中伟(安全副矿长)、王正华(机电副矿长)、郝从虎(业主代表)

目前,生活用水主要从头屯河利用原有的设施、设备将河水通过输水管道泵入矿区高位蓄水池,以利于生产、生活用水。

成员:罗永龙、杨明友、赵友明、郝从军、马仁奎、叶彬、钟志虎、汤廷洪、候云、吴衡忠、苏方华、詹生潮、詹本金、胡光华、

目前,矿井主供电源将改为从硫磺沟110变电站,电压等级为35kv,备用电源为硫磺沟变电站,电压等级为10kv,形成双回路供电。

卢家俊(地勤主任)

第二节 地质特征

安全领导小组办公室设在安全生产办公室,由赵建翔任办公室主任,负责日常安全管理工作。

一、矿区地质

二、矿井自然条件

矿区范围内以第四系覆盖为主,其它地层(中侏罗统西山窑组)仅在矿区中部有所出露。

1 、地形地貌

矿区位于阿克德向斜南翼,地层走向为北东—南西向,为一向北西倾斜的单斜构造,地层倾角地表为11—18°,全区内未发现其它断裂、挠曲等构造,构造简单。但在老斜井+1130m水平北翼巷道中在掘进时发现一小断层,为一个小逆断层,影响不大。

矿区位于四川盆地与云贵高原过渡带,以中低山地形为主,但切割较深。在河流两岸飞仙关组地层出露地区,常形成滑坡。最高点是位于矿区东部10号拐点附近,海拔标高+934.7m,最低点位于矿区西部外巡司河河谷,海拔标高约+420m,相对高差达+514.7m(见照片1-1)。

中侏罗统西山窑组是矿区的主要含煤地层,其煤层主要发育于西山窑组地层的下部,煤层较为集中,各煤层沿走向有一定的变化,在头屯河以东,煤层合并层数少,结构简单,煤层间距较小,西部煤层由于沉积环境有所改变,煤层开始分叉,煤层层数增加,煤层结构由简单趋向于相对复杂,煤层间距相对增大。共计含煤18层,其煤层编号为1—18号,其中头屯河矿区全区可采的煤层为4—5、7、9—15号煤层,9—15号煤层在43—45线以西分叉为9—10、11、12、13、14—15号煤层,其中9—10、14—15号煤层为全区可采煤层。煤层总厚35.13—44.28m,平均总厚40.14m,含煤系数为7%,其中含可采煤层4层,其编号为4—5、7、9—10、14—15号煤,可采总厚23.02—40.86m,平均总厚为33.33m。

区内飞仙关组地层出露区多形成陡坡,因其陡峻,难于耕作,多为林地,植被覆盖率达50%以上;山脚下缓坡地带,坡度较缓,多被开垦为旱地或茶场,森林覆盖较差。

4—5号煤层:全区可采,煤层厚度较稳定,为9.22m,沿走向倾向有一定变化,多以单一煤层发育,含夹矸1层,顶板多为粉砂岩,局部为中细砂岩,底板多为粉砂岩,极少为中砂岩。

矿区及其附近出露的主要地层为飞仙关组(T1f)、二叠系上统宣威组(P2x)、峨眉山玄武岩(P2β)及第四系残坡积层(Q4esl)。区内含煤地层二叠系上统宣威组(P2x)。

7号煤层:平均厚度 2.53m,发育比较稳定,结构简单,含夹矸1层,顶板为粉砂岩,底板多为粉砂岩,局部发育有中砂岩。

( l )、二叠系上统宣威组(P2x):

9—10号煤层:全区可采,含夹矸2—3层,该煤层沿走向变化不大,但沿倾向有变薄、夹矸变多的趋向,平均厚度为10.90m,发育比较稳定,煤层顶板多为粉砂岩,局部发育有炭质泥岩,底板为粉砂岩、泥岩。

主要分布于矿区南部及其西侧广大区域,为陆及海陆交替相含煤沉积,煤系总厚137.35~175.32m,平均厚度139.44m。据岩性及含矿特征将煤系分为上、下段:

14—15号煤层:由2—3层单煤层组成,平均厚为10.68m,煤厚沿走向自东向西加厚,沿倾向向深部煤层加厚,夹矸变薄,该煤层发育较为稳定,煤层顶板多为粉砂岩,局部为炭质泥岩,底板多为粉砂岩,局部发育有炭质泥岩。煤层特征见下表。

上段(P2x2):出露于矿区的南西侧,厚度在32.14~59.0m平均厚度42.72m。为海陆交替相含煤沉积,陆源碎屑为主。岩性为灰色、深灰色、深灰色、褐灰色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩和粘土岩含煤层及薄层碎屑灰岩,产植物化石及海相动物化石。含煤7~9层,可采及局部可采煤层4层。顶部为2号煤层顶板与上覆三叠系下统飞仙关组一段(T1f1)为整合接触。低部以9号煤层底板与宣威组下段为分界。

图片 4

( 2 )、二叠系上统宣威组下段(PZXZ )

三、其它开采技术条件

下段(P2x1):出露于矿区南西侧,厚度在87.97~101.82m,平均厚96.72m。为以陆相为主的含煤沉积,以灰色砂、泥岩为主,其次为粘土岩,上部夹少量灰色及浅绿色中粒砂岩,顶部含1~3层煤线,含植物化石。与下伏峨眉山组呈假整合接触。

1、煤层顶底板特征

( 3 )、煤层特征:

矿区煤层顶底板岩性多为较致密灰色、深灰色粉砂岩,个别区段煤层伪顶发育有炭质泥岩,但这些煤层的直接顶板均为粉砂岩。岩层致密坚硬,但风化易碎,遇水变软,煤层顶底板均属泥质胶结的粉砂岩,略含炭质,岩石稳定性中等。4—5号煤层顶板饱和状态下的单向抗压强度可达56.3Mpa,其底板为35.5Mpa,属半坚硬岩石,稳定性中等;7号煤层顶板饱和状态下单向抗压强度为33.6Mpa,其底板为41.0Mpa,为半坚硬岩石,稳定性中等;9-10、14-15号煤层,其顶底板

矿区煤层赋存于上二叠统宣威组(P2x)地层中,全层厚137.35~175.32m,平均厚度139.44m。上段以含煤层较多,且含可采煤层为特点,称“含煤段”(见附图2,筠连县巡司镇红岩煤矿矿区煤系地层柱状图);下段以含数层扁豆状、透镜状、鲕状菱铁矿为特点,称“含矿段”。

岩石饱和状态下单向抗压强度均小于 30MPa,为软弱岩石,不稳定。煤层顶底板岩石物理力学性质见下表

上段(P2x2):厚32.14~59.0m,平均厚度42.72m。含煤7~9层,具有工业价值者4层(即2、3、7、8号煤层),煤层平均总厚7.32 m,纯煤平均总厚5.50m,含煤系数平均为17.1%。按其含煤性及沉积组合特征,该段可分为上、中、下三部份:上部厚度为13.2m,含2、3号煤,可采厚度为2.06m,占该段15%;中部厚度为18.43m,无可采煤层;下部厚度为10.97m,含7、8号煤,可采厚度为3.97m,占该段36%,形成垒煤群,是宣威组上段含煤性最佳之层段。

图片 5

( 4 )、构造

根据新煤协便发[2007]134号文批准的《关于对*********矿〈矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定〉成果的综合评审意见》,矿井瓦斯绝对涌出量为0.93m3/min,矿井瓦斯相对涌出量为5.2m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.87m3/min,二氧化碳相对涌出量3.81m3/t,确定矿井为低沼气矿井。

矿区位于巡司背斜的北西翼,巡司背斜为一宽缓而简单的北东向

3、煤尘的自燃

背斜构造,扩能矿区地层走向总体呈近东西向的单斜构造。地层倾向为355~30°之间,倾角在21~28°之间,深部一般为17°。矿区地表仅发育有北东向的F54、F55及隐伏断层f525、f523共4条断层,但由于断距较小,对矿区煤层开采影响不大。

矿区内矿井主采煤层均属低灰—中灰、低硫—特低硫、低磷易燃煤。各煤层自燃发火期为4—5号煤层5—6个月,9—15号煤层4—6个月。

三、煤层、煤质及煤层顶底板

煤层自燃倾向性见下表。

2号煤层:

图片 6

俗称“三型炭”。上距Ⅰ号标志层(深灰色生物碎屑灰岩)1.39~10.73m,平均4.95m,下距3号煤层2.03~11.23m,平均5.83m。煤层厚度变化较大,属不稳定煤

四、水文地质

层。从扩能矿区范围及附近施工的钻孔资料来看,煤层厚度在0~0.75m,参与资源估算的平均厚约0.66m。该煤层多具单一结构,局部呈双层结构时,上分层较薄,一般不可采,以暗淡型性为主;下分层厚,多为半暗型。除H43号滑坡压覆区及部份薄化带外,可采区域约占扩能矿区面积的1/3。

本区位于准噶尔盆地南缘,天格尔山北麓,乌鲁木齐凹陷的头屯河河谷中游两岸。天格尔山山峰耸立,发育着较丰富的积雪和冰川,是构成山前丘陵地带山前冲积扇和山前倾斜平原地下水的主要补给源。

3号煤层:

本矿以孔隙、裂隙充水为主的矿床,地下水以大气降水为主要的充水水源,含水层富水性弱,可采煤层直接顶底板岩性多为胶结致密的粉砂岩、细砂岩岩层,为稳定的隔水层,且本区地质构造简单,因此,本矿区的水文地质类型为简单型。

俗称“二型炭” ,全区分布。上距2号煤层平均5.83m,下距7号煤层11.15~26.63m,平均18.43m。煤层变化不大,该煤层在可采区内厚度变化不大,属较稳定煤层。从扩能矿区内施工的钻孔资料来看,煤层厚度在0.47~0.95m,参与资源估算的平均厚度约0.76m。多具单一结构,局部为双层结构。煤岩类型多为半暗型,含黄铁矿结核。除H43号滑坡压覆区及202-3号钻孔附近有小范围薄化带外,其余区域均为可采。

C、充水因素分析

7号煤层:

本矿区内含煤地层的充水含水层虽然含水性弱,对矿床充水影响可能不甚严重,但可能造成矿床突发性充水的因素还是存在的。

俗称“黄广炭”。上距3号煤层平均18.43m,下距8号煤层0.08~13.82m,平均3.70m。该煤层在可采区内厚度变化较大,属不稳定煤层。从扩能矿区及附近施工的钻孔资料来看,煤层厚度在0.00~2.34m,平均在0.89m。以单层和双层结构为主,少有多层结构,半暗或暗淡型,富含黄铁矿结核及薄膜。除在215~202-1~204-1~205-2一线为薄化带及H43号滑坡压覆区外,其余区域均为可采。

1、采空区积水

8号煤层:

本矿区原主要生产矿井位于矿区东部,煤层倾向上游,2001年已闭井。矿区范围内浅部各煤层已被采空,现生产矿井位于煤层倾向的中深部,现主采4—5号煤层,已采8个水平,储量所剩无几,井田范围内已形成大面积采空区,其中可能积存一定量的积水。另外,周边煤矿开采时间均在十几年以上,在各自的矿区范围内形成大面积的采空区。

位于二叠系上统宣威组上段(P2x2)下部,俗称“高炭”,全区分布。上距7号煤层层间距0.36~4.0m,平均3.70m。煤层厚度有一定的变化,但有一定规律,是区内最佳的主采煤层。从矿井揭露及扩能矿区附近的钻孔资料来看,煤层厚度在1.42~2.78m,一般厚度在2.06m

2、采空裂隙导水

左右,煤层较稳定,厚度变化不大。

本区现主要可采煤层共4层,累计可采厚度平均为33.33m,预计本区导水裂隙带平均高度为115.46m,随着本矿区井巷的延伸及开拓,采空塌陷形成的裂隙会成为大气降水、地表水及邻近老塘积水进入井下的通道。

附表:筠连县巡司镇红岩煤矿煤层主要工业指标统计表

虽然本区属干旱气候,但往往以暴雨形式集中降水,由于地表植被稀少,且坡降大,易在沟中形成洪水,裂隙带使地表水对矿井充水成为可能。

图片 7

D、矿井涌水量预计

据表2-1、2-2可知,2号煤层为属富灰、特低硫、低发热量无烟煤二号;3号煤层为属中~富硫、富灰、中发热量无烟煤三号;7号煤层为属富灰、高硫、中发热量无烟煤二号;8号煤层为属中~富硫、富灰、中发热量无烟煤三号(含硫量的高低,一般属煤层顶部含黄铁矿所制,在开采过程中未对顶板煤层开采,故其煤层的含硫量可大大降低)。

由于本矿水文地质条件简单,采用类比法预计涌水量。

四、井田开采范围及与临近矿井的关系

参照本矿区内现生产矿井,该矿井现开采水平+1118m,采空面积16.605万m2,日涌水量为8m3,设定地下水以大气降水为补给源,以本矿区内最低地面高程(+1260m),为初始水位高程,则降深为142m。

矿井上部以+530m 水平为界,深部以+350m 水平标高为界,南东紧邻四川芙蓉集团实业有限公司鲁班山北矿,西侧及北侧深部现无矿权设置,与邻矿留有50米以上保安煤柱,本矿与邻近矿山之间无矿权边界纠纷。

设定未来矿区开采最低水平为+1000m,则水位降深为260m,井田内开采形成的全部采空区面积为28.405万m2。

五、矿井灾害

采用类比法,涌水量与开采面积,水位降深成直线关系的计算公式:

1 、矿井瓦斯等级

Q=Q0×F/F0×S/S0

根据宜宾市经济委员会文宜市经煤[2008]446号《关于全市煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》,矿井相对瓦斯涌出量为29.15m3/t ,绝对瓦斯涌出量为3.04m3/min,红岩煤矿属高瓦斯矿井。

式中:Q0—参照矿井涌水量(m3/d)

2 、煤层自然倾向性及煤尘爆炸性

Q—预算矿井涌水量(m3/d)

根据四川省煤炭产品质量监督检验站于2010年4月出具的煤尘爆炸性鉴定报告和煤炭自燃倾向等级鉴定报告资料表明:矿山开采的2、3、8号煤层为不易自燃倾向煤层,等级为Ⅲ类,7号煤层为客易自燃,等级为Ⅱ类。开采的2、3、7、8号煤层均无煤尘爆炸性危险。

F0—参照方现采空面积

3 、、瓦斯(COZ )突出危险。

F—预算采区面积(km2)

该矿在多年生产过程中未发现与瓦斯(C02 )突出动力现

S0—现矿井水位降深

象。2010 年1 月煤炭科学院沈阳研究分院对本矿煤层进行了煤与瓦斯突出危险性鉴定认为:平原煤矿在标高+422m水平以上的煤层内无突出危险性。

S—未来设计水位降深

4 、冲击地压、地热

依此计算未来矿井涌水量Q=24m3/d

本矿为高瓦斯矿井,未发生过煤与瓦斯突出动力现象;矿井无冲击地压危险性。据生产矿井揭示,区内地温正常,无地温异常区。

三、矿井开采现状

5 、水文地质情况

本矿井为9万吨/年改扩建矿井,矿井始建于1997年,2004年建成3万吨/年规模, 2006年经自治区批准进行“九万吨”改扩建,改扩建工程自2006年4月份起正式开工,2009年3月完成建设进行试生产, 2009年6月份通过验收取得“五证”,投入正式生产。

矿井区内无常年性水体存在,冲沟为季节性冲沟。矿区位于云贵高原南西侧,属中山~低山地形,地形中等切割;地势南东高北西低,地形最高点为矿区范围南东角何家大坡附近(标高+933.0m),矿区外围西侧的巡司河为本区最低侵蚀基准面(标高+420.0m),相对高差达+513.0 m。属中低山侵蚀、剥蚀构造地貌。以坳口~五谷坪~猴子坡一线形成分水岭,构成双面山流水地貌,各条溪沟构成树枝状水系。

矿井开拓方式为斜井开拓,现有主混合提升斜井、主斜风井(兼第二安全出口)。主混合提升斜井井(井口标高+829.604m)主要承担矿井的进风、提煤、运料、提升人车、安全出口等任务,主斜风井(井口标高+838.056m)主要为矿井总出风口,安装有人行梯架作为矿井第二安全出口。

浅部老窑有2个,已关闭多年,均为平硐开采,不存在老窑积水。

矿井通风方式为中央并列式,通风方法为机械抽出式,地面安装两套FBCZ-6-NO14型同等能力的主扇风机,矿井有完善的通风系统,

矿井水文地质条件属中等类型。根据四川省地质矿产勘查开发局二0七队提供的《四川省川南煤田筠连矿区鲁班山井田筠连县巡司镇红岩煤矿煤炭资源储量核实报告》和矿井实测涌水资料计算,预计矿井正常涌水量为35m3/h,最大涌出量为72.4m3/h。

通风设施完好。

6 、其它

矿井为低瓦斯矿井,已安装了KJ90N型矿井安全监控系统,系统完好正常使用。还安装了人员定位系统,也使用正常。

本区属亚热带气候,全年气候潮湿温各,雨量充沛,夏季炎热,7 、

矿井现生产水平为+740m水平,回采阶段为+750m水平。目前开采煤层为45-2#煤层,采煤方法为水平分段巷柱式轻型支架放顶煤,工作面采用ZF2800/15/24F型低位放顶煤液压支架。+750水平运输顺槽采用SGB420—30型刮板输送机运输。

8 、9 三个月多大雨和暴雨;冬季我阴雾及绵雨,偶有小雨及冰冻。年最高气温为39 ℃ ,最低温度一2 . 5 ℃ 孰月平均气温17 . 5 ℃ ,无霜期约340 天,全年多西北风,一般风力3 一5 级;年最大降雨量为1579MM ,最不降雨量为883 . 4MM , 一般年降雨量为1000 一1200MM 。全年平均相对湿度为81 一83 %。根据《 中国地震度区划图》 ,本区地震度区划属珊度区。根据该地区多年生产实践,本区地温无异常现象,属地温正赏常区,矿区岩层倾角较大,山坡陡峭,局部有发生山体滑坡的可能,雨季应加强观测,采取可靠的安全措施。

现回采煤层为45-2#煤层,为本矿井田内可开采煤层的最底板煤层,在+740水平45-2#煤层上部煤层45-1#、43-2#、43-1#、41#、40#、38#煤层均为原小窑采空,无可采价值,为此,《初步设计》将9万吨首采面布置在+740水平唯一没有回采的45-2#煤层,待+740水平45-2#煤层开采结束后,将转入下阶段+650水平从顶板向底板依次开采。因此,在+740水平没有向顶板煤层掘进巷道进行开采,本次瓦斯等级鉴定也没有对在本水平揭露其它煤层进行鉴定,待下水平开采揭露后再补做其他煤层的瓦斯等级鉴定。

第二部分 井田开拓

依据规定我矿井下只准布置一采两掘,本年度我矿掘进及回采区域为45-2#煤层,目前井下+740水平45-2#煤层东布置一个回采面,+740水平西翼布置一个掘进面,+650水平布置一个掘进面。

一、矿区储量

四、矿井通风系统:

根据初设方案提供资料,现矿井可开采煤层为2号、3 号、7 号、8 号煤层,经计算共保有资源储量为170.3万吨,矿井煤柱总损失量为23.47万吨,矿井设计可采储量为:146.83 万吨。采区回采率为87.46%,工作面回采率为97%。

矿井通风方式为中央并列式,通风方法为抽出式,通风系统完善,设备齐全,风井安装有两台同型号的主扇,一台工作,一台备用,主扇型号:FBCZ-6-NO14型,功率:30KW,额定风量:750—1890m3/min;风压:100—550Pa。通风系统完好畅通、设施齐全,斜风井防爆门及反风设施完好,经反风试验反风率达73%以上。

二、矿井设计年生产能力

本次进行通风能力核定时矿井的通风路线:

矿井设计生产能力为15万吨/年。

路线A:主混合斜井→+740水平石门车场大巷→+740水平45-2#煤层东主运输巷 → +750水平刮板运输顺槽→+750水平回采工作面→+760水平回风顺槽→+760水平主回风巷→总斜风井→地面。

三、井田开拓

路线B:主混合斜井→+740水平石门车场大巷→+740水平45-2#煤层西主运输巷 → +740水平掘进工作面→+740-+760水平回风上山眼→+760水平回风巷→+760水平至+793水平回风上山→+793水平主回风巷→总斜风井→地面。

1 、矿井开拓方式

路线C:主混合斜井→+740水平石门车场大巷→+740水平45-2#煤层东主运输巷 → +740-+793水平东轨道上山斜巷→+793水平绞车硐室→+793水平东回风巷→总回风斜风井→地面。

我矿为独立扩能矿井的开拓方式和煤层赋存情况设计采用平酮开拓+暗斜方式,布置两个井口,主平铜为利用原红岩煤矿技改主平铜(+445.399m ) ;回风井改造利用原回风斜井(+582.1

路线D:主混合斜井→+600水平车场巷道→+600水平中央变电室→+600水平主水泵房→主回风斜巷→总风井→地面。

4m ) ;主平硐井口坐标为:X=3113595.085,Y=35456833.605,Z=+445.399m。回风平铜井口坐标为:X : = 3113262.058 , Y : = 35457654.180 , z : = +582.14m

第二章 矿井通风能力核定

2 、矿井通风系统

图片 8

根据开拓部署情况本矿技改前后的开拓方式均为:平硐+暗斜开拓,上下山布置,一级提升,一级排水,矿井通风方式为中央分列式,通风方法为抽出式,由于开采范围很小,布置有一个进风井和一个回风井(分别利用原主井和回风井)。

式中:——年通风能力,万t/a;

3 、技改主要内容鉴于本矿一采区2 号煤层+445m水平以上,8 号煤层在+445m水平以上已基本采尽,无资源可采,不在设计范

——矿井总进风量,m3/min;

围内,而2号、3 号、7号煤层剩余资源储量较多,以前未开采,设计考虑利用一采区2号煤层做为首采区。

——平均日产吨煤需要风量,(m3/min)/t/d ;

我矿技改15万吨/年化为分两个采区:

—— 矿井通风系数,取1.3~1.5,取值范围不得低于此取值范围,结合矿井实际选取确保瓦斯不超限的系数。

+445m水平以上为一采区,+445m水平以下为二采区,采区和煤层采用自上而下的开采顺序,区内后退式开采方式。

350——一年按350天计算,d/a。

( 1 )、一采区在矿井+445m水平以上 3号煤层底板岩层中布置轨道提升上山,并形成绞车房,在2号煤层内布置行人上山和回风平巷与总回风巷相通,形成一采区系统。

二、 矿井总进风量的计算

( 2 )、二采区利用现己形成的轨道下山、人行下山和回风上山,均往下部延伸,布置二采区8 号煤层运输平巷和回风巷,回风巷与7#煤层总回风上山相通,由此形成二采区开拓系统。

1、按井下同时工作最多人数计算矿井风量:

4 、水平划分:

Q=4×N×K(m3/min)

根据矿井煤炭资源的情况划分为一个水平,即+445m 水平上下山开采。

式中: 4——每人每分钟供风量 m3/min

5 、矿井主要巷道布置基本情况

——井下同时工作的人数,取40人(根据赛福特煤矿初步设计)

( l )、井筒

K---矿井通风系数,取值1.3~1.5范围。

标高为+445.399m该主平硐为改造利用,布置在煤层顶板的薄层状粘土岩、粉砂质粘土岩夹砂岩、砂岩中,形状半园拱、净断面8.18m2,采用碹石或锚喷支护,铺设22kg/m钢轨,安装提升绞车提升煤、矸、材料、设备、进风,安全出口。

根据以上进行总风量计算:

( 2 )、回风斜井

Q=4×40*1.5=240 m3/min

标高为+582.14m 回风斜井布置在煤层顶板的薄层状粘土岩、粉

2、按采煤、掘进、独立通风硐室及其各用风点需风量计算:

砂质粘土岩夹砂岩、砂岩中,形状半园拱、倾角290、净断面5.14m2,采用碹石或锚喷支护,安装主要通风机通风,担负矿井回风及安全出口。( 3 )、运输大巷

Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K

采用原7号煤层的底板岩层已布置好的运输大巷,该+445水平集中运输大巷

式中:∑Q采—采煤工作面实际需风量总和,m3/min;

位于7号煤层的底板岩层中,岩石的稳定性好,作为矿井运煤矸石、材料、设备以及进风排水的的主要巷道。

∑Q掘—掘进工作面实际需风量总和,m3/min;

( 4 )、采区巷道

∑Q硐—硐室实际需风量总和,m3/min;

一采区轨道上山布置在3号煤层和7号煤层之间的岩层中,上距

∑Q它—其它需风量总和,m3/min。

3号煤层10米,下距7号煤层10米,回风上山沿2号煤层倾斜布置,回风下山沿7号煤层倾斜布置,运输巷沿2号煤层走向布置,回风巷沿2号煤层布置与总回相通,形成一采区系统。

K矿备----矿井通风系数,包括矿井内漏风和配风不均匀匀因素,一般取1.1---1.2。

6 、通风方式

1)、采煤工作面所需要的风量

( 1 )、技改扩能后矿井通风方式:

按同时回采的各采煤工作面实际需要风量的总和计算。

矿井通风方式为中央分列式通风。

1)、按工作面同时工作的最多人数计算:

通风系统:

Q采=4N=4×15人=60 m³/min

① 、采面通风路线

2)、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:

新鲜风流一主平酮一采区轨道上山、行人上山一工作面运输平巷一工作面一工作面回风巷一采区回风巷一总回风巷一总回风斜井一风井一地面。

瓦斯:Q采 =100×QCH4/C×K采通

② 、掘进通风路线

=100×0.51/1×2

新鲜风流一主平酮一采区轨道上山、行人上山一采区车场一掘进工作面一采区回风巷一总回风巷一总回风斜井一风井一地面。

=102 m³/min

( 2 )、用风地点通风方式

∑Q采—矿井采煤工作面实际需要风量(m³/min)

① 、回采工作面

∑QCH4—采煤工作面瓦斯绝对涌出量(m³/min)

通风方式:根据初设方案回采工作面均采用“U “通风方式。

C—采煤工作面回风中允许的最大含量,《规程》规定不能超过1﹪,即:C=1﹪

② 、掘进工作面通风方式:根据初设方案采用FBD 胆5 . 0 / llKw 型矿用防爆对旋局部通风机配直径500mm的阻燃、抗静电风筒压入式通风。

K采通—采煤工作面的通风系数,通常取1.4-2。

③ 、井下变电所、绞车房、消防材料库均布置于新鲜风流中,采用全风压通风。

二氧化碳:Q采=100×QCO2/C×K采通

第三部分 技改扩能后的采掘生产系统

=100×0.66/1.5×2

1 、根据技改扩能初设方案、本矿井煤层赋存情况、开采技术条件及矿井生产能力15 万吨/年,所以布置在一个采区2号煤层和二采区8号煤层各面置 1个工作面生产,能满足矿井设计生产能力。

=88 m³/min

2 、采区布置及开采顺序

∑Q采—矿井采煤工作面实际需要风量(m³/min)

矿井共布置二个采区。一采区在3号煤层至7号煤层之间岩层中布置轨道上山、回风上山、回风平巷、行人上山,轨道、行人上山上部标高为+530m , 用于开采2号、3 号、7 号煤层;二采区利用原布置的轨道、行人、回风上山,上部标高为+445m水平,用于开采2号、3号、7号和8 号煤层。

∑QCO2 —采煤工作面二氧化碳涌出量(m³/min)

3 、首采区特征

C— 采煤工作面回风中允许最大含量,C=1.5﹪。

投产采区为一采区,一采区平均走向长度为780 米左右,平均斜长200 米左右,煤层倾角平均为17º ,划分为二个区段进行上山开采。采区内煤层开采顺序为自上往下,区段内采用后退式开采。

K采通---采煤工作面的通风系数,通常取1.4-2。

4 、首采工作面

3)、按采煤工作面一次性爆破最大炸药量计算:

首采工作面布置在一采区2 号煤层中(初设方案工作面编号为4211 采面),采用DWB095 一300 / 100 型单体液压支柱全部垮落法管理顶板;排距为1 . 0 米,柱距为0 . 8 米,采用“三、四”排控顶介最大控顶距为4 . 2 米,最小控顶距为3 . 2 米,工作面内刮板机型号为SGD-420/30型。

Q采=25A=25×9=225m³/min

5 、采空区处理

A—采煤工作面一次使用最大药量,取9kg。

根据矿井实际情况,采用垮落法处理采空区顶板,各采煤工序按《 作业规程》 、《 操作规程》 以及《 煤矿安全规程》 等相关规定进行作业。

4)、按工作面的温度计算

6 、工作面长度及推进度

Q采=60V采S采K采

根据煤层赋存条件,工作面年生产时间按330 天、“三、八”制作业、2 号煤层开采按三班采煤,自采自准循环作业方式进行作业、每个循环进度0.8米、日循环进度2.4 米、正规循环率85 %计算,则年推进度为1010 米,工作面斜长为100 米。3号和7 号煤层开采时按“自采自准”组织作业,每个循环进度0.8 米、日循环进度2.4米、正规循环率85 %计算,则年推进度为1010 米,工作面斜长为100 米。

式中:V采--采煤工作面温度在20℃时,一般取0.8-1.1m/s。

7 、矿井4211回采工作面生产能力及布置

S采—采煤工作面的有效通风断面,取最大控顶距和最小控顶距的平均值。采煤工作面的平均有效断面,由于工作面采用巷放顶煤开采,工作面布置1付支架,宽度2.8米,采高2.4米,有效断面取6.7m2。

( 1 )、4211 回采工作面生产能力

K采—工作面长度系数,工作面小于15米时,取0.8。.

Q 二hXLXSXCXn

Q采=60×1.12×6.7×0.8=360m³/min

Q = 0.88 X 100 X 1010X 1.7 X 0.97

5)、按风速计算

= 14.65(万吨/年)

240S≥Q≥15S(m³/min)

式中:Q ― 回采工作面年产量;

式中:S—采煤工作面平均有效断面,取9.6m2

h ― 回采工作面开采煤层的平均厚度; L ― 回采工作面长度;

Q≥15S=15×9.6=144m³/min

S ― 回采工作面年推进度;

Q≤240S=240×=2304m³/min

C ― 开采煤层的平均容量(吨/立方米); 几― 工作面回采率。

6)、风量确定

( 2 )、矿井生产能力

根据以上计算结果,回采工作面风量最大值为:

掘进回收煤按0.733万吨/年 计算,则矿井生产能力为:

Q采=360m³/min

EA = 14.65 + 0.733 = 15.383 (万吨/年)

以上计算结果,符合《煤矿安全规程》和《设计规范》的规定。

经计算,一个采煤工作面能满足矿井15 万吨/年的设计生产能力。

2)、掘进工作面所需要的风量

8 、采煤方法及回采工艺

按同时掘进的各工作面实际需要风量的总和计算。

( 1 )、采煤方法

1)、按工作面同时工作的最多人数计算:

矿井煤层倾角17º 左右,属缓倾斜煤层,采用走向长壁式采煤方法后退式回采。

Q掘=4N=4×10人=40 m³/min

( 2 )、落煤工艺

2)、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:

采煤工作面均采用MZ 一l . Zkw 煤电钻打眼放炮落煤;单体液压支柱配绞接顶梁支护顶板;全部垮落法管理采空区。

瓦斯:Q掘 =100×QCH4/C×K掘通

( 3 )、工作面运输

=100×0.4/1×2

采煤工作面采用人工擂煤,刮板机运输,在工作面和运输巷使用

=80 m³/min

SGD-420/30型刮板机转载至上部车场,在工作面轨道运输平巷采用人力推车至轨道上山车场,然后轨道上山绞车下放、主平酮机车牵引至地面。

∑Q掘—矿井掘进工作面实际需要风量(m³/min)

( 4 )、工作面支护和顶板管理

∑QCH4—掘进工作面瓦斯绝对涌出量(m³/min)

工作面采用DWB095 一300 / 100 型单体液压支柱配HDJB 一100金属顶梁支护顶板;排距为1 . 0 米,柱距为0 . 8 米,采用“三、

C---掘进工作面回风中允许的最大含量,《规程》规定不能超过1﹪,即:C=1﹪

四”排控顶,最大控顶距为4 . 2 米,最小控顶距为3 . 2 米。采用

K掘通---工作面的通风系数,通常取1.4-2。

全部垮落法管理采空区顶板。

二氧化碳:Q掘=100×QCO2/C×K掘通

二、井巷掘进

=100×0.6/1.5×2

根据矿井设计生产能力,为保证矿井开拓、准备和回采工作面的正常接替,矿井投产时配置两个半煤巷掘进工作面进行掘进,掘进

=80 m³/min

工作面配备YT24 型风钻2 台,和一台MZ 一1 . 2KW 电煤钻打眼。采用炮掘,人工装煤, FBDNO5.0/5.5×2 型矿用防爆对旋局部通风机配。500mm 的阻燃、抗静电风筒压入式通风。掘进时必须搞好金属前探梁支护,使用11 #矿用工字钢支架作为掘进巷道的永久支护。

∑Q掘—矿井掘进工作面实际需要风量(m³/min)

井筒形状、断面、支护方式严格按照技改扩能初设方案的要求进行施工,经自检,井筒形状、断面、支护方式各类参数符合初设方案标准。

∑QCO2 —掘进工作面二氧化碳涌出量(m³/min)

第四部分 采区通风

C—掘进工作面回风中允许的最大含量,C=1.5﹪。

一、技改扩能后的采区风量

K掘通---工作面的通风系数,通常取1.4-2。

1 、采煤工作面风量计算

3)、按掘进工作面一次性爆破最大炸药量计算:

( 1 )、按回采面同时作业最多人数计算采煤工作面需风量:Q 采=4N

Q掘=25A=25×5=125m³/min

式中:Q 采一回采面需风量,m3 / min ;

A—掘进工作面一次使用最大药量,取5kg。

N 一回采面同时作业最多人数,N =15人;

4)、按工作面的温度计算

Q 采=4n =4X15 = 60 ( m3 / min )。

Q掘=60V掘S掘K掘

( 2 )、按炸药使用量计算:

式中:V掘—工作面温度在15℃时,一般取0.3-0.5m/s。

Q 采=25A

S掘 —工作面的有效通风断面,取最大控顶距和最小控顶距的平均值,m2。

式中:Q 采一两个回采面需风量,;

K掘 —工作面长度系数,工作面小于15米时,取0.8。

A =回采面一次起爆的炸药量,A = 4kg ;

Q掘 =60×0.5×2.2×2.8×0.8=147.8 m³/min(取150m³/min)

Q = 25 X4 =100 ( m3 / min ) .

5)、按局部通风机实际吸风量计算:

、按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算:

Q掘=Qf×I×kf

采 =100 X qch4 采X Kc = 100X 1.5 X 1.8

式中:Qf-局扇吸风量,按FBD№5.0/11局扇吸风量180m3/min取;

= 270( m3 / min )

I-局扇台数,取1台;

式中:Q 采一采煤工作面实际应需风量,m3 / min ;

kf-为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.1—1.2。

qcn 。采一采煤工作面的绝对瓦斯涌出量,0 . 96 m3 / mhi Kc 一采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.8 。

Q掘=180×1×1.17=210m3/min

( 4 )、按工作面适宜温度计算

6)、按风速验算

Q 采=60 XV 采XS 采X Ki

Q≥15S≤240S(m³/min)

式中:V 采一工作面适宜风速,m / s 工作面温度年均20 摄氏度,

Q≥15S=15×2.5×3.2=120 m³/min

S 采一工作面有效平均断面积3.696m , ;

Q≤240S=240×2.5×3.2=1920 m³/min

Ki 一工作面长度系数取1 ;

7)、风量确定

Q 采=60 X 1 X 3.696=221.76m3 / min

根据以上计算结果,掘进工作面风量最大值为:

通过验算,采煤工作面配风风量270m3 / min 符合要求。

Q掘=210m³/min

2 、掘进工作面需风量计算

以上计算结果,符合《煤矿安全规程》和《设计规范》的规定。

( 1 )、按掘进工作面绝对瓦斯涌出量计算

3)、硐室需风量计算

Q 掘=IO0q 掘K

①井下水泵房

式中:K 一瓦斯涌出不均衡系数,取1.8 。

Q泵=3600×∑W×θ/ρ×CP×60×△t (m3/min)

q 掘一掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3 / min ;

式中:∑W——机电硐室中运转的电动机(或变压器)总功率,75KW

Q 掘一工作面风量,m3 / min ;

θ——机电硐室的发热系数,水泵房取0.02

Q 掘=100 X 0.25 X 1.8

ρ——空气密度,一般取1.2kg/ m3

= 45m3 / min ;

CP——空气的定压气热,一般取1.0006Kj/

( 2 )、按掘进工作面同时作业最多人数计算需风量:

t——硐室内进、回风温差,取2

Q 掘=4N

Q泵=3600×75×0.02/1.2×1.0006×60×2=37 m3/min

式中:Q掘:掘进面需风量m3 / m ,掘进面同时作业最多人数:N = 8 ;

通过以上计算,井下水泵房所需风量为37 m3/min

Q 掘=4X8 = 32 ( m3 / min )

②井下中央变电所

( 3 )、按最大炸药消耗量计算掘进工作面面需风量:Q 掘=25A

Q变=3600∑W*θ/ρCP60△t m3/min

式中:Q 掘=单个掘进面需风量,m3 / m in ; A 一工作面一次起爆的炸药量,A 一4kg ;

式中:∑W——机电硐室中运转的电动机(或变压器)总功率,400KW

Q =25A = 25 X4 = 100 ( m3 / min )

θ——机电硐室的发热系数,水泵房取0.02

( 4 )、设计选用FBDNO5.0/5.5×2型矿用防爆对旋局部通风机,取吸入风量为150m3/ min ,为防止局部通风机拉循环风备用系数取1.62

ρ——空气密度,一般取1.2kg/ m3

Q 掘=QfXK =15OX I.62= 243( m3 / min )

CP——空气的定压气热,一般取1.0006Kj/

取最大值Q 掘为243 m3/min 。

t——硐室内进、回风温差,取4

经风速验算,掘进工作面配风风量为243m3 / min 符合要求。

Q泵=3600×400×0.02/1.2×1.0006×60×1=99 m3/min

根据以上计算结果取最大值243m3 / min 为单个掘进工作面需风量,采区试生产期间布置2 个掘进工作面,2 个掘进工作面需风量为486m3 / min 。

通过以上计算,井下中央变电所所需风量为99 m3/min,为满足变电所值班和检修人员得正常供风,所以井下中央变电所需风量为100m3/min。

3、硐室风量;按独立通风硐室配风120 m3 / min。

因水泵房和变电所为一体合计配风按100m3/min。

4、其它井巷风量

③采区绞车房,根据国内

其它需风量包含采面工作面接替期间的备用风量及通风养护巷道的需风量为280m3 / min 。

类似矿井的经验,其供风量按50m3/min计算。

二、采、掘工作面及硐室等实际配风情况

4)、其它地点需风量

2 号煤层4211 采面配风221.76m3 / min , 掘进工作面配风210 . 6m3 / min , 8 号煤层西1178 掘进工作面配风Zlo . 6m3 / m 讯;3 号煤层绞车房配风165 m3 / min ;其它井巷需风量为EQ :280m3 / min。经以上需风量计算:技改扩能后矿井联合试生产需要总风量为:

根据矿井开拓布置,再无其它独立用风地点。

Q 总=(Q 采+Q 掘+EQ )X1.2

5)、矿井总风量计算:

Q 总=(270 + 486 + 120 + 280 ) X 1

Q总=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K

.2

=(1×360+2×210+50+100)×1.1

Q 总=1387.2m3 / min

=1023m3/min

三、矿井通风基本情况

根据以上计算结果,矿井最大总需风量为:1023m3/s。

根据初设方案主要通风机选型型号为FBCDZ (一台运行;一台备

三、矿井通风负压、等积孔计算

用)。在2010 年以前矿井实际总进风量为1298 /min ,小于联合试

1、矿井通风总阻力

生产矿井总需风量,现经本矿对矿井总回风平铜进行大量整改维修,

h总=∑(aluq2/s3)+h局+He

增大了巷道净断面,减小了通风阻力,同时根据主要通风机技术参数

式中:h总——矿井通风阻力Pa

改变了主要通风机叶片角度,于2011 年1 月9 日晚进行了主要通风

a——井巷摩擦阻力系数N.s2/m4

机试运行,经实测,现矿井总进风量为1396 m3 / min ,已完全能满

l——井巷长度m

足技改扩能后联合试运行的需要。

u——井巷周边长m

第五部分 机电、运输及其它辅助系统运行情况

s——井巷净断面积m2‘

一、提升运输

q——井巷中流过的风量m3/s

l 、技改扩能后一采区轨道提升上山使用JTBK 一1 . 2X 1 . 0 一

h局——局部阻力Pa

75KW 型绞车,配套钢绳选择Φ18.5mm型钢丝绳,完全能满足提升需要。

He——自然风压Pa

2 、技改扩能后生产系统的采煤工作面运输平巷、采区运输平巷以及主平硐运输均为平巷运输,巷道断面完全按照初设方案断面进行施工,能够满足安全生产的要求。技改扩能联合试运行过程中,采煤工作面和运输顺槽溜采用SGD-420/30型刮板机,采区平巷采用2 . 5T 机车牵引矿车至轨道上山甩车场,然后轨道上山绞车下放、主平酮机车牵引至地面。

由于矿井通风线路是一个复杂的网络。地面大气从主、进入矿内,直到从主扇风机出口排到大气中,要克服各段井巷的通风阻力。根据井巷风阻的叠加原则,将井下各巷道的通风阻力计算出来进行累加。

二、矿井供电

①经计算得:矿井生产初期通风阻力最大风路井巷通风阻力h=57.6Pa,具体见附表。

矿井一回路来自巡司变电站(10KV);另一回路来自红岩子电站(10KV);另自备有柴油发电机组一台,发电机功率为400KW ,矿井两回选用的LGJ -3 X70 型导线符合相关标准,能满足矿井技改扩能后最大负荷223 . 28KW 的需要。向井下供电的变压器中性点没有直接接地。

②局部阻力取井巷阻力的15%。h局=57.6×0.15=8.64 Pa。

井下三大保护齐全、可靠。矿井为双回路电源线路下井两回路下井电缆采用MYJv22 一6 / IOKv 3 x 25InlnZ 矿用聚乙烯钢带销装聚聚氯乙烯护套电力电缆经主平酮至变电所,当任一电路出现故障或检修时,另一路可承担检修全部负荷用电;地面主要通风机也为双回路供电;井下采煤、掘进分开供电,局扇供电实行“三专两闭锁”,供电系统稳定可靠。

③自然风压=Hρ1g-Hρ2g

三、瓦斯监测监控

=Hg(ρ1-ρ2)

矿井配备有瓦斯监测监控系统并与县瓦斯监控中心联网,由专人

式中:H—矿井深度,为232米;

24 小时值班。瓦斯监测监控系统主机型号为KJ90NA , 监控中心配置主机两台(一台运行,一台备用),并配备有2h 在线式不间断口PS 电源,能连续不断地监测进行环境安全参数,监测参数可长期连续储存并自动进行统计分析。系统监测有害参数超限时能自动报警,进行分站能实现风、瓦电闭锁。本矿联合试运行配备有中分站4 台,瓦斯传感器在用14台(含备用),风速传感器2 台(含备用),风压传感器2 台(含备用),温度传感器3 台(含备用),馈电传感器7台(含备用),开停传感器6 台(含备用),风门传感器6 组(含备用)。

ρ1— 进风井平均密度,计算如下:

本矿联合试运行过程中所有监控设备均按初设方案要求位置进行安装,配置完善。

即:0.003484×P×13.6×9.8/(273+T1)

四、矿井排水

ρ2— 回风井平均密度,计算如下:

技改扩能后矿井开拓方式未变,同样是平硐开拓,所有巷道都掘有足够断面的水沟,且本矿一采区只进行上山开采,所以各作业地点涌出的矿井水均能自流排水出地面,无需机械排水。但二采区为下山开采,安设水泵房,通过水泵抽排至+445水平主平硐自流出井,

即:0.003484×P×13.6×9.8/(273+T2)

五、矿井防尘、消防系统

P—地面大气压力,取760毫米Hg;

本矿在主井口30米处建有一个250m3的蓄水池,主要用于工业广场生活及生产用水,另在风井井口上方建立了一个高水位水池,容积为300m3 ,主要用于井下防尘、消防用水。全矿共安设约有25O0m 的防尘供水管路,在各装载点和回风、总回巷道、人行轨道上山上下车场等相关地点安设有

T1—进风侧平均温度;

防尘喷雾点,喷雾效果较好;在主井与车场连接处、采区上下山出口、各机电硐室材料库等处设置有消防管路和灭火栓装置,全矿防尘、消防系统辅助设施配置齐全,防尘、消防水源充足,能满足井下防尘、消防的需要。

T2—回风侧平均温度;

六、压风系统

g — 重力加速度,取9.8。

本矿联合生产试运行时在地面安设有压风系统一套,型号为LG 一

自然风压=232×9.8{0.003484×760×13.6×9.8/(273+10)-0.003484×760×13.6×9.8/(273+15)}

10 . 5 / 7 型空气压缩机1 台,其主要技术参数为电机功率:55Kw ;排气量:10 . 5 m3 / min ;另一台型号为LG-20/8G ,产气量为20 m3 / min,其它一切辅助设施安装完善,符合相关规定。

=44.56 Pa

七、通讯系统

(本公式取自采矿设计手册,本矿全年平均进井温度10度,出风井平均温度15度。)

本矿联合生产试运行时在地面生产调度室安设有调度交换机1 台,

则矿井总阻力h总=57.6+44.56+8.64=110.8 Pa

型号为KTJ101 一60 型调度交换机。

2、等积孔计算及通风难易程度的评价

井下:行人、轨道上山上下车场、总回风巷、变电所、绞车房等主要铜室,以及采面工作面运输巷、回风巷、掘进工作面等地点均安设有防爆通讯电话,型号为KTHIO4 ,通讯干线选用HUYA32 一30 x 2 X 0 . 8 型通讯电缆2 趟,支线选用HUJYV 一sx 2 又7 / 0 . 28 型通讯电缆,设置地点有明确、醒目的电话标志,建立、完善了井下通讯系统,确保通讯系统随时畅通运行。地面:矿领导办公室、生产办公室、安监科、地面变电所、主要通风机房等相关场所同样安设有通讯电话,型号为HA688 ,主线路型号为HYA 一20 xZ 又0 . 5 型通讯电缆,支线型号为HPv 一2 x 0 . 5 型通讯电缆,另外中国联通、移动通讯信号覆盖整个矿区,随时可用无线电话对外通讯。

、矿井等积孔

本矿通讯设施按初设方案、国家相关规定进行敷设安装,运行畅通、

矿井等积孔:A=1.19Q/

正常,完全符合相关要求。

式中:A—等积孔,m2;

八、工业广场

Q—矿井总风量,m3/s;

我矿在对进行系统进行技改扩能的同时,也对地面工业广场进行了新建,分为主要生产区、辅助生产区、生活福利区及风井工业场地,总共占地面积为3012m2 ,各种生产、生活设施建设齐全、完善,完

H—矿井通风负压,pa

全能满足矿井年产15万吨/年原煤的需要。

经计算,矿井通风等积孔生产初期为2.47m2。

第六部分 安全生产管理及主要负责人责任制

、通风难易程度评价

一、矿井设置有安全生产管理机构,矿长为全矿安全生产第一责任人,配备有专职安全生产管理人员和特殊工种作业人员,人员资质及数量符合要求,制定有安全生产责制和各工种各岗位的岗位责任及操作规程,并定期组织贯彻学习。

通风生产时期为容易。

二、做到了“一工程一措施”,并逐级审批,贯彻执行。

四、矿井平均日产吨煤需要风量q值的选取

三、安全投入,本着先安全,后生产的原则,投入做到足额、准时。

由实测数据和矿井通风情况进行q计算时,首先应对上年度供风量的安全、合理、经济性进行认真分析与评价,对上年度生产能力安排合理性进行必要的分析与评价,对串联和瓦斯超限等因素掩盖的吨煤供风量不足要加以修正,q计算应考虑近三年来的变化,取其合理值。 我矿从2007年至2009年期间为建井阶段,2010年才开始投入正常的生产时期,目前井下布置“一采两掘”三个工作面,根据2010年瓦斯等级鉴定结果和日常瓦斯检查报表来看,各工作面的瓦斯浓度在0—0.02%之间,矿井瓦斯涌出基本稳定,这说明矿井各用风地点的风量基本满足排放瓦斯的要求,符合矿井通风设计和安全规程的规定标准。

四、进一步加强矿井标准化质量管理,提高安全生产条件。

所以,在选取q值时,按照不小于1.5的设计规定,结合我矿生产吨煤的通风和瓦斯排放情况,计算选取q值为2.5。

五、为每个职工每月按时交纳工伤和社会保险。

五、矿井通风能力核定计算

六、按时向职工发放了安全防护用品。

由实测数据和矿井通风设计相比,可知矿井各用风地点的实际配风均比设计大,将有关数据代入公式(2.10)中可得矿井年通风能力为:

七、编制了防治水措施、

=1023×350/(2.5×1.4×104)

顶板专项治理措施、年度灾害预防计划

=10.23(万t/a)

等相关安全措施,并认真贯彻落实、执行;制定了相应的值班管理制度。

所以,矿井通风系统能力为10.23万t/a。

八、班前会、交接班制度

六、矿井通风能力验证

1 、班前会制度

1、矿井通风动力的验证。

( 1 )、任何入井作业人员必须按时参加班前会,不得无故缺席、迟到、早退。

按照矿井主要通风机的实际特性曲线对通风能力进行验证,主要通风机实际运行工况点应处于安全、稳定、可靠、合理的范围内。 2、在进行通风能力核定中,按规定选取有关系数,进行通风网络解算。依据对矿井所有巷道的通风阻力测定,根据测定结果对矿井通风网络进行解算,验证

( 2 )、严格遵守班前会会场秩序,严禁高声喧哗、交头接耳扰乱会场秩序。

通风阻力与主要通风机性能匹配,能否满足安全生产实际需要。 3、用风地点有效风量验证。采用矿井内采区有效风量验证用风地点的供风能力,核查矿井内各用风地点的有效风量能满足风量需要,井巷中风流速度、温度应符合《煤矿安全规程》规定。 4.稀释瓦斯能力验证。利用瓦斯等级鉴定结果以及矿井瓦斯安全监测仪器仪表检测的结果,验证了矿井通风稀释排放瓦斯的能力,各地点瓦斯浓度应符合《煤矿安全规程》的有关规定。

( 3 )、班前会由矿、队、班组长组织,在每班上班前召开,值班队长必须详细说明作业地点的安全情况及处理意见,布置好当班的工作任务,认真做好班前会会议记录。

七、矿井通风能力核算结果

( 4 )、参会人员必须认真了解作业点的安全情况及隐患处理措施,到达作业点必须认真有序地进行安全检查及隐患处理。

按照以上方法所计算的通风能力为矿井初步通风能力,符合《煤矿安全规程》有关规定的,矿井通风系统不存在不符合有关规定的串联通风、扩散通风、采空区通风的用风地点的通风能力,矿井通风系统完善健全,通风设施完好可靠,能满足矿井安全通风的要求。

2 、交接班制度

根据以上计算结果,该矿井的通风能力为10.23万吨/年,符合9万吨/年生产能力的设计标准。

( 1 )、必须严格执行班组长现场交接班制度,必须把作业点的安全情况、安全遗留问题、处理意见以及下一班应该注意的问题交接清楚。

( 2 )、安全员(兼队长)、瓦斯检查员及放炮员必须严格执行现场交接班制度,必须把分管区域内的瓦斯、通风、放炮、顶板、支护等安全交接清楚,提出合理的处理意见,以及下一班应该注意的安全问题。

( 3 )、安全员、瓦斯检查员及放炮员接班后必须立即组织人员把未处理完的隐患处理完善,隐患处理完善后方可作业。

九、井下值班管理制度

1 、严禁违章指挥和强令工人冒险作业,严格执行“敲帮问顶”

制度,加强炮前炮后的顶板、通风、瓦斯、支护等安全检查,严禁作业人员空顶作业。

2 、值班人员必须现场跟班作业巡回检查安全情况,发现问题必须立即组织相关人员进行处理,隐患未处理完善严禁离开现场。

3 、若当班查出的隐患未处理完善时必须与下班接班人员交接清楚;若不能处理时必须立即停止作业并立即汇报,经研究制度措施后按措施立即进行整改。

4 、严格按照规程、措施规定的支护材质、规格进行检查监督,发现各作业点支护不合格、质量差等情况必须立即指挥作业人员进行整改,直到符合要求为止。

5 、加强采空区顶板管理,特别是周期来压期间矿压较明显时必须立即撤出受威胁区域人员;顶板泄压后对整个区域进行详细安全检查,发现问题立即组织人员进行整改,隐患处理完善后方可作业。

6 、加强回柱放顶工作,必须严格要求回柱作业人员在回柱时必须有5 米以上的安全错距,未自行垮落的顶板必须立即组织人员进行强行放顶。

7 、加强瓦斯、局部通风管理,严禁瓦斯超限、无微风作业。

8 、及时发现、制止员工违章作业,对违章作业人员必须提出处理意见。

十、矿井主要负责人责任制

1 、业主安全生产责任制

① 、认真组织贯彻执行党的安全方针、政策,严格执行法律

法规,及时传达上级安全指令。

② 、具备基本安全条件,件依法办矿、证照齐备。③ 、坚持“安全第一、预防为主”的方针,贯彻执行国家的安全生产法律法规以及国家标准和行业标准。

④ 、按照规定设置安全生产管理机构,配备专职安全生产管理人

员和工程技术人员。

⑤ 、保证安全生产投入资金投入到位。

⑥ 、定期组织安全生产会议,研究解决安全生产中存在的问题。

2 、矿长安全生产责任制

① 、矿长是安全生产第一责任者,对本企业的安全生产全面负责。

② 、认真贯彻执行党和国家的安全生产方针、政策和法规,上级安全生产指示和指令,把安全生产工作纳入目标管理。

③ 、坚持安全第一,预防为主的方针,做到一手抓生产、一手抓安全,在计划、布置、检查、总结、评比生产工作的同时,评比安全工作。

④ 、建立健全安全监察机构,配备相应的安全技术人员,强化安全管理。主持并参与全矿安全大检查和安全办公会议,针对重大安全隐患,及时召集有关人员研究并落实措施,消除安全隐患。

⑤ 、充分发挥行政副职、技术负责人和各基层单位安全第一责任者在安全生产管理工作中的作用,严格执行《 煤矿安全规程》 和企业安全管理制度。坚持安全奖惩制度。

⑥ 、督促劳动安全等有关部门和基层单位对职工进行劳动安全教育培训,坚持职工培训合格上岗和特殊工种持证上岗制度。

⑦ 、按照国家规定提取、使用劳动安全措施经费,努力改善企业安全生产条件,确保劳动者的生命安全和企业财产不受损失。

⑧ 、实行纵向和横向安全管理,发挥职能部门的积极作用,支持其独立开展安全监管。根据生产工作中的安全状况,发布安全指示和指令。

⑨ 、当企业发生生产安全事故时,必须立即赶到现场,组织抢救,减少事故损失。并及时督促有关部门按规定向上级报告和协助上级有关部门查处事故。

3 、安全生产副矿长安全生产责任制

① 、安全生产副矿长,是企业安全工作的主管领导,对本企业的安全工作负主要责任。

② 、认真贯彻执行党和国家的安全生产方针,组织建立、健全劳动安全责任制、

安全管理办法、安全监察制度。

③ 、组织编制、审定和实施年、季、月安全工作计划及安全技术措施,做好安全总结工作;根据企业安全状况,安排、部署开展各种形式的安全活动,以推进安全生产向前发展。④ 、参加并主持召开安全生产会,同生产副矿长及生产部「〕 研究生产工作中的安全问题,促进企业发展。

⑤ 、深入现场调查掌握、了解安全状况,每月组织并参加安全大检查,对查出的隐患要责成有关部门落实整改,主持安全办公会,研究、布置安全工作。督促安监科定时复查各单位隐患整改情况。

⑥ 、组织人员定期对各单位检查安全基础工作及落实、执行安全规章制度情况,指导开展群监安全工作。

⑦ 、把“一通三防”作为安全工作的重点,认真审核瓦斯报表,指挥解决矿井通风系统上存在的问题,督促或带领有关人员巡察各采掘回风巷和总回风巷。

⑧ 、检查职工培训,教育情况,督促有关部门认真做好入厂“三级”培训,工人转岗培训,特殊工种坚持做到持证上岗;检查各单位培训,连把安全责任制,师徒合同制落实,执行情况。

⑨ 、督促职能部门管理好安全监察员,充分发挥安监员的现场监督作用,听取他们对安全管理工作的建议。检查、督促各部门认真抓好电气、顶板、提升运输、火工产品和井下放炮管理,确保企业安全生产。

⑩ 、当企业发生生产安全事故时,必须立即赶现场,组织抢救,按“四不放过”的原则,督促有关部门认真严格追查、处理,并按规定上报。

4 、机电副矿长安全生产责任制

① 、认真组织贯彻执行党的安全方针、政策,严格执行法律法规,及时传达上级安全指令。在矿长领导下抓好机电、运输和雨季三防工作。负责全矿机电安全管理。

② 、组织规划全矿机电、运输安全技术措施、发展规划,制定审批机电安全管理规章制度、设备安全技术规程。负责机电运输系统设备选型设计。

③ 、参加全矿安全检查,定期、不定期进行机电、运输系统安全检查,经常分析矿井机电、运输和雨季三防安全工作,组织召开全矿机电安全工作会议。

④ 、负责对机电人员业务知识培训,制止违章作业,严查机电隐患,对机电违章行为提出处理意见。

⑤ 、参与矿井事故的抢救工作,认

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