《煤矿水平通风系统改造设计方案.doc》由会员分享,可在线阅读,更多相关《煤矿水平通风系统改造设计方案.doc(28页珍藏版)》请在三一办公上搜索。
1、目 录总说 明1第一章矿井概况3一、矿井位置和交通3二、采区位置和范围4三、采区开采现状5第二章采区地质特征6一、矿井地层6二、地质构造7三、煤层特征7四、矿山开采技术条件10第三章采区通风系统改造设计方案14一、回风路线的选择14二、回风巷道层位的选择14三、通风系统巷道布置14四、巷道断面和支护15五、组织施工15第四章采区通风系统16一、矿井通风系统16二、采区通风系统16三、矿井风量计算16第五章主要安全技术措施17一、防止瓦斯积聚的措施17二、杜绝引爆火源的措施18三、防止瓦斯爆炸灾害扩大的措施19四、防尘措施20五、隔爆措施21六、防治水、防排水措施25七、顶板管理措施26八、防止
2、机电运输事故措施27资兴市青山煤矿+550水平通风系统改造设计方案总说 明青山煤矿+550水平南部是本矿原有煤炭资源的主采区,在开采三煤过程中,揭露此区域煤层厚度局部达4至5米,并在2010年至2011年期间开采了部分上分层煤,下分层还有1-2米煤层可开采利用。如果布置壁式工作面进行正规化开采又比较困难。为了加大原有巷道的利用率,充分开采本矿范围内的煤炭资源,本矿决定利用原有系统1500多米巷道(位于本矿矿井边界范围之内),在矿井南部布置巷采工作面进行复采残采。由于矿井改造验收时,+550水平巷道并未形成完整的通风系统而未被利用。为此对+550水平原有巷道加以改造,使整个南部巷道形成完整的通风
3、系统,提出+550水平通风系统改造设计方案:1、从11轨道下山+580开门施工+580水平石门并与11回风下山贯通后,再施工+580水平三煤底板回风大巷;2、从+550水平南大巷开门施工三煤底板南回风上山与+580水平回风大巷贯通,形成+550水平南部完整的通风系统回路;3、将+550水平三煤回风巷一个大弯拉直,减少巷道运输环节和通风阻力;4、+510水平三煤南巷继续向南施工与+550水平风巷南翼下山贯通,形成+510与+550水平通风系统回路。一、矿井概况1、采区位置和范围本开采区位于矿井南冀距主井井口最远长度为1200多米,现有巷道的一号轨道下山、+550水平运输大巷通往此开采区。按矿井划
4、分可分为13采区,可采三煤层标高为+550米至+480米水平,其中+550水平以上为原宝源煤矿采空区。走向长度约400米、倾向长度300米,面积约0.12平方公里。 2开采煤层及技术条件.13采区可采3煤层,煤层平均倾角12至18度。湖南省煤炭工业局湘煤行201116号文件批复:该矿井属低瓦斯矿井,瓦斯涌出量为:相对瓦斯涌出量7.20m3/t,绝对瓦斯涌出量0.28m3/min。有煤尘爆炸危险,煤层属不易自燃煤层。矿井一般涌水量为20.0M3/h,雨季水量增加,高达50.0m3/h。此采区根据矿实地水文观测一般涌水量为4-6M3/h,雨季最高为10.0m3/h。二、设计依据1、湘国土资储小矿备
5、字(2009)257号,关于湖南省资兴市三都矿区中平硐井田青山煤矿资源储量核实报告矿产资源储量评审备案证明。2、湖南省资兴市三都矿区中平硐井田青山煤矿资源储量核实报告由湖南省煤田地质局第六勘探队2009年9月编制。3、资兴市青山煤矿矿井实测图(资兴市青山煤矿) (1:2000);5、资兴市青山煤矿采矿许可证(副本)(证号:C430000201005112066634);6、煤矿安全规程、煤炭工业小型矿井设计规范、煤矿安全生产基本条件规定。7、其它有关资料。三、设计指导思想根据本矿的煤层赋存条件、地形地质、开采技术条件和目前湖南省小型煤矿开采的技术水平,按照煤矿安全规程和煤炭工业小型矿井设计规范
6、的要求,充分利用现有设备、设施,满足接替开采、生产及安全需要的原则下进行设计。四、设计的主要特点1、矿井的主要开拓工程基本完成。2、矿井现井下、地面供电系统、地面生产系统都已改造完成。3、进一步完善改造+550水平通风系统,采用巷采法来复、残采矿井南冀残余煤炭资源。五、主要技术经济指标1、矿井生产能力:60kta;2、投产井巷工程总长度:425m。总工期4个月。 其中: 可利用巷道1557m新掘岩巷388m,新掘煤巷40m;第一章 矿井概况一、 矿井位置和交通青山煤矿位于资兴市碑记乡,离资兴市东北直距13km,郴州市直距约50km。距三都铁路支线货场2.5Km,区内有郴资公路连接107国道及京
7、广铁路,交通较为方便。地理坐标为:东径11317101131751,北纬255826255950。 青山煤矿二、采区位置和范围本开采区位于矿井南冀距主井井口最远长度为1200多米,现有巷道的一号轨道下山、+550水平运输大巷通往此开采区,并在11回风上山有一联络巷与之相连。按矿井划分可分为13采区,可采三煤层标高为+550米至+480米水平,其中+550水平以上为原宝源煤矿采空区。走向长度约400米左右、倾向长度300米,面积约0.12平方公里。具体位置见13采区矿井位置示意图三、采区开采现状1 开拓方式、采煤方法及生产规模该采区是青山煤矿是原有老采煤区,采用平硐暗斜井开拓,边界抽出式通风。可
8、采3煤层,原储量报告探明为矿井3煤平均可采厚度1.37m,平均倾角18度左右,现根据井巷实际揭露局部煤层厚度达4-5米。煤层正常情况下采用走向壁式,爆破或手镐落煤采煤方法;由于局部煤层较厚已采出上分层原煤而残留的下分层煤炭可采和原巷采法采出后残留的局部不完整的煤段,采用巷道掘进式采煤,工作面局扇通风,电煤钻打眼爆破,人工装煤;掘进当头局扇通风,风钻打眼爆破,人工装矸。平巷工作面水平为人力推车运输和主要巷道为储电池电车运输相结合的运输方式,斜巷采用绞车提升。2、开采区现状青山煤矿+550水平南部是本矿原有煤炭资源的主采区。其中+550以上和南部边界范围为原宝源煤矿和原白马江煤矿老采空区;+550
9、水平大巷至+510水平三煤南巷之间部分为本矿原采煤区。在开采三煤过程中,揭露此区域煤层厚度局部达4至5米,并在2010年至2011年开采了部分上分层煤,下分层还有1-2米煤层可开采利用,现可采煤层标高+550m+480m。采区运输系统基本形成。由于南风井2011年申请报废,这样+550水平运输大巷从11回风下山联络巷叉口开始,以南620米巷道成为独头巷道无法形成通风系统回路。本次方案设计是完善改造+550水平通风系统。 第二章 采区地质特征一、矿井地层根据地表出露和巷道揭露控制,矿井地层由新到老有:第四系(Q)、下侏罗统茅仙岭组(J1m)、上三叠唐垅组(T3t)、杨梅垅组(T3y)、出炭垅组(
10、T3C)、下石炭统石磴子组(C1S)。现将矿井地层简述如下 第四系(Q):以冲积和残积物为主,主要为砂、砂砾、粘土和腐植质组成,厚03m。与下伏地层呈不整合接触。 下侏罗统茅仙岭组(J1m ):可分上、中、下三段。上段:上部为浅灰至灰白色长石石英砂岩夹薄层细砂岩和砂质泥岩,厚度62m;下部为灰至深灰色砂质泥岩、泥岩夹细砂岩条带,平行层理,波状层理发育,称上部泥岩,厚22m。中段:浅灰至灰白色长石石英中粒砂岩,巨厚层状,斜交层理发育,间夹一层砂质泥岩,厚99m。下段:上部灰色薄层砂质泥岩夹细砂岩,称下部泥岩,厚9m;下部灰至浅灰色长石石英中粒砂岩夹13层灰色薄层砂质泥岩,厚77m。整合于唐垅组之
11、上。 上三叠统唐垅组(T3t):唐垅组(T3t):可分上、中、下三段。上段:为灰色浅灰色长石石英细砂岩,夹少量砂质泥岩,有时为中粒砂岩,厚13m。中段:浅灰色细砂岩与深灰色砂质泥岩互层,呈黑白相间状,单层厚数厘米,平行层理明显,厚26m。下段:上为细砂岩,中为砂质泥岩,下为粗砂岩,厚20m。整合于三叠系杨梅垅组之上。 上三叠统杨梅垅组(T3y):为主要含煤地层,分为上、下两段。上段:为灰色泥岩、砂质泥岩、细砂岩、黑色煤和炭质泥岩沉积,含1、2、5煤层位和3、付3、4煤层,共六个煤层,厚40m。下段:灰色中至粗粒长石石英砂岩,夹一层砂质泥岩,称之为“下标”,构成9煤老顶,厚10m。 上三叠统出炭
12、垅组(T3c):分上、中、下三段含九煤和十煤层位。上段:含9、19煤层位,称之为9、10煤旋回。上为灰色砂质泥岩,含植物化石,厚20m;中为9煤层,片状,复杂结构,为泥岩和炭质泥岩互层,厚2.0m;下为砂质泥岩、中细粒砂岩和夹19煤层位,厚38m。中段:由砾岩、含砾粗砂岩和粗砂岩组成,砾径1050mm,局部夹薄层细砂岩和砂质泥岩,砾石层数26层,即17m。下段:由砂质泥岩、中粗粒砂岩组成,厚19m。不整合于下石炭统石磴子组之上。 下石炭统石磴子组(C1s):灰至深灰色厚层状显晶至隐晶质灰岩,上部常夹钙质泥岩白色方解石细脉发育,有裂隙和岩溶,为含煤地层的沉积基底,本矿井地表未出露,厚度不详。二、
13、地质构造 1、矿井地构造:本矿山位于三都矿区东端浅部,井田内为主要单斜构造,地层走向SW-NE,倾向NW,倾角1025矿界内矿井北边界有老平奄正断层,断层走向NWSE,倾向SW,倾角72,落差2035m,破坏煤层连续性,因在煤矿边界,对本矿井煤层影响不大。矿井构造属简单类型。2、开采区构造开采区内地质构造简单,只在南二下山北冀100米左右有一走向NWSE、倾向SW,倾角70、落差2035m的断层。三、煤层特征1、含煤岩系青山煤矿范围主要含煤岩系为三叠系杨梅垅组(T3y)。含煤六层,自上而下命名为1、2、3、付3、4、5煤层。现将地层由新至老叙述如下:(1)、1煤层:半亮型煤,单一结构,块状构造
14、,煤质好,厚00.4m,不可采。(2)、灰至深灰色,薄层状、间夹薄层砂岩或煤线。上部含铁腩结核。厚2.16.6m,平均厚4.03m (3)2煤层:块状结构,单一煤层,厚0.231.24m,平均0.8m,本矿局部可采煤层,与1煤层相距8m,与3煤层相距5m。(4)、砂质泥岩,深灰色灰黑色,中厚层状,较致密,含植物化石和铁质结核。厚2.53.7m,平均厚0.30m。(5)、细砂岩:灰至深灰色,致密,含菱铁质结核,层理不明显,较软。厚3.545.91m,平均厚4,4m。(6)、3煤层:中高灰分煤层,鳞片状结构,在本矿内为可采煤层,厚0.82.61m,平均1.37m。与二煤相距5m,与四煤相距21m,
15、为本矿井可采煤层。通过本矿在+510水平三煤南巷揭露三煤上分层采空2米左右后,下分层局部还有1至2米的煤量可采。(7)、砂质泥岩:深灰色灰黑色,薄中厚层状,含植物化石,层理明显。厚度4.010.0m,平均厚7.2m。(8)、付三煤层:高灰分复合煤层,发热量低,劣质煤,厚0.30.8m,平均厚0.55m,煤层中夹12层厚度在0.10.3m的炭质泥岩,不可采。(9)、砂质泥岩:灰至深灰色,中厚层状,夹炭质泥岩和煤线,含植物化石碎片,厚度1.56.3m,平均3.9m。(10)、中粒砂岩:麻黑色,中厚层状,较坚硬,厚0.61.0m,平均厚0.80m。(11)、4煤层,单一煤层,块状结构,半亮型主焦煤,
16、煤质佳,砂质煤厚0.381.05m,平均厚0.95m。与三煤相距21m。(12)、泥岩:深灰色灰黑色,产植物化石碎片,厚0.91.7m,平均厚1.2m。(13)、5煤层:单一煤层,块状结构,半亮型主焦煤,煤质好,煤厚0.10.4m,平均厚0.25m。不可采。(14)、砂质泥岩:灰深灰色、中厚层状,致密。厚2.63.8m,平均厚3.3m。2、煤层对比本矿区煤层对比的主要依据有:标志层唐垅组底部石英长石粗砂岩为1煤顶板。4煤层距出炭垅组顶部含砾粗砂岩30m。3煤层与付3煤层之间有一层黑色细砂岩与粉砂岩互层。煤层间距1煤层距2煤层平均间距8m,2煤层距3煤层平均间距5m, 3煤层距4煤层平均间距21
17、m。煤层结构及煤质2煤层:为单一煤层,鳞片状,半暗型,中高灰,为优质焦煤。3煤层:结构简单,鳞片状结构,为肥焦煤。4煤层:为单一煤层,块状,为主焦煤。综上所述,煤层的对比基本可靠。3、可采煤层经过煤层对比,含煤地层共6 层,自上而下依次编号为1、2、3、付3、4、5煤层,含煤系数2.1。3煤层为矿山主要可采煤层,为稳定煤层,其余煤层厚度变化大,为不稳定煤层,其中2煤层局部可采,4煤层青山煤矿内不可采,在原大坪煤矿内属可采煤层,但大部分已被宝源煤矿采空,只在矿山北部扩界部分有少量保有资源量。2、4煤层均属不稳定煤层。1煤层:厚00.08m,平均厚0.23m,不可采。煤层位于三叠系上统杨梅垅组(T
18、3y)上部,上距1煤层8m左右,为1/3焦煤,结构简单,一般含有13层炭质页岩,鳞片状,半暗型,全矿井大部可采,为不稳定局部可采煤层。煤层产状走向5,倾向北西,倾角1015,煤层可采指数Km0.94,变异系数r9.26。煤厚0.23-1.24米,平均0.8米。3煤层位于三叠系上统杨梅垅组中上部,上距唐垅组底界面约27m左右,下距出炭垅组顶界面6066m,煤层赋存较稳定,结构简单,厚度变化不大,属较稳定煤层,煤层倾角1025,平均18。该开采区+510水平三煤南巷揭露为3.2-5.0m,平均为3.9m。煤层顶板为灰-深灰色的砂质泥岩及灰黑色的泥岩,底板为灰黑-黑色砂质泥岩及泥岩,中间夹有0.7-
19、1左右的泥岩夹矸。4煤层,本开采区范围内煤厚0.381.05m,平均0.95m,结构简单,在该矿界内局部可采,但大部已采空。4、煤质煤的物理性质2煤层:单一煤层,鳞片状,半暗型,中灰。为优质焦煤。3煤层:结构简单,鳞片状结构,为肥焦煤。4煤层:为单一煤层,块状,为主焦煤。煤的化学性质本矿根据中平硐化验资料,2、3、4煤层原煤主要煤质指标分析如果如下:主要可采煤层煤质指标分析成果表 表1-5煤层编号Ad(%)Vdaf()St,d()Qgr.d(MJ/kg)pd()Y2原煤31.220.30.5224.83原煤19.3338.6031.220.5233.1728.50.410.81 0.6910.
20、318.5213.50.0280.22340.07494原煤7.853517.0019.1326.9525.90.266.580.9522.4628.0123.130.01210.1880.0473(3)、煤类及工业用途根据化验结果:2煤层为中高灰、低硫、高发热量主焦煤;3煤层为高灰、低硫、低发热量的烟煤,一般作动力用煤,但经洗选后的精煤可作配焦;4煤层为低中灰、低硫、高发热量主焦煤。四、矿山开采技术条件(一) 水文地质条件1、 地形地貌及地表水青山煤矿矿区地表无大溪流和山塘水库以及村庄,地貌为典型的山地地貌,植被茂盛,主要是针叶林,在矿区内最高标高为840m,最低在风井处标高为460m,南高
21、北低,水的迳流条件好,大气降水通过岩层裂隙、孔隙渗透,是矿井水的主要补给来源。 2 气象 该矿区地处温湿亚热带。据资兴市气象资料,年平均温度为17C,极端最高温度为39C,气温变化大。年降雨一般在160天左右,年平均降雨量为1480mm,雨量充沛,日最大降雨量为75mm.3-6月多雨,相对湿度大; 7-8月盛夏炎热, 10-12 月气温渐趋干燥寒冷,有短期霜冻.3 含水层与隔水层 本矿区共有含水层八层,由新至老为:(1)第四系(Q)由粘土、细砂和砾石组成,为孔隙含水层,由大气降水补给,平常无水。厚03m。(2)茅仙岭组中粒砂岩,厚约270m,岩性均一,硅质胶结,孔隙与节理较发育,导水性好,单位
22、涌水量0.020.021 lsm,矿井范围内大面积暴露地表,补给条件良好,为煤层顶部主要的含水层。由于含水层的下部夹一层隔水层泥岩,为防止潜水流入巷道起了很大隔水作用。该含水层距开采煤层,通常对井下开采无直接影响。(3)唐垅组顶部中细粒砂岩,硅质胶结,为裂隙水,补给条件不好。抽水试验q0.020.051 lsm,厚约13m,对矿井开采有一定影响。(4)唐垅组底部粗砂岩(上标志层),硅质胶结,间夹砂质泥岩,为裂隙水。抽水试验q0.06330.08 lsm,厚约20m。对矿井开采有一定的影响。(5)34煤中间的细砂岩,硅质胶结,裂隙不发育,巷道穿过此层有淋水现象。厚3.510m,一般7m, (6)
23、杨梅垅组底部粗砂岩(下标志层),局部含燧石砾,硅质胶结,为裂隙水,q0.02 lsm,一般厚10m,上部有隔水层,对开采无影响。(7)出炭垅组上部砂砾岩,以细砂岩、粗砂岩砾岩和砂质泥岩组成,因上部有泥岩及砂质泥岩隔水层,对开采无影响。各含水层之间均有泥岩及砂质泥岩为良好的隔水层,隔水层岩性均稳定。4、断层破碎带的水文地质特征。矿井处于大断层边缘,这些张扭性断层,裂隙成为大气降水进入矿井的主要通道,矿井内中、大断层不发育,仅有一条落差在10m左右的正断层。但小断层、节理、裂隙存在,由于开采距地面近,加上矿井位置地势高,因此,坑道内有地表水通过裂隙、节理、小断层渗水,但渗水量小,对采煤影响不大。该
24、矿井的一条正断层,具有道水性差,在附近开采时应注加强防范。5、地下水的补、迳、排条件。地下水的补、迳、排条件基本上没有变化,大气降水是本区地下水主要补给来源,其次老窑和采空区积水进入矿坑。6、设计开采区开拓方式和采煤方法。设计开采区开拓方式为平硐暗斜井开拓、巷道掘进式采煤方法,炮采或手镐落煤,人力推车储电池电车运输相结合,绞车提升,公路外销。通风方法为边界式,通风方式为抽出式,采掘当头用局扇通风,全部冒落法管理顶板,矿井水由南二下山下部水泵房抽至+550大巷自流11回风下山,再由矿主水泵房排出井口。7、设计开采区水文地质条件变化。 设计开采区+550水平以上以及开采区南冀为原宝源煤矿和原白马江
25、煤矿采空区,一直延深到+480以下水平。因此矿坑充水大部分沿采空区塌裂缝渗入下部水平。目前此开采区内水文地质条件简单。矿井涌水量一般涌水量4-6m3/h,雨季涌水量稍有增加最大为10 m3/h,开采后水文地质条件无变化。(二) 工程地质条件 1、根据青山煤矿开采2、3煤层揭露的顶底板进行描述。2煤层:顶板为砂质泥岩,抗压强度小,属易冒落顶板,属级顶板,底板为砂质泥岩,较硬,不发生底鼓。3煤层:顶板为细砂岩,致密,岩性较软,抗压性能一般,易破碎,开采过程中容易塌落冒顶,属难管理之顶板。底板也为砂质泥岩,与顶板性质相同,遇水后有轻微底鼓。4煤层:顶板为中粒砂岩,较坚硬,属3级顶板,底板为黑色泥岩,
26、遇水有轻微底鼓。(三)其他开采技术条件 1、 矿井瓦斯 湖南省煤炭工业局湘煤行【2011】16号文件批复:该矿井属低瓦斯矿井,瓦斯涌出量为:相对瓦斯涌出量7.20m3/t,绝对瓦斯涌出量0.28m3/min。二氧化碳涌出量为8.74 m3/t。2、 煤尘与煤层自燃: 煤层属不易自燃煤层,无自燃发火现象。3 地温 矿井属于浅部开采,地温属正常区。第三章 采区通风系统改造设计方案一、回风路线的选择根据现+550水平大巷层位分析:巷道从一号轨道下山落底进入四煤层位,过11回风下山后进入三煤层位,再往前走由于受断层及褶皱等地质因素的影响,巷道也改变了方向至南二下山处又进入三煤层位。如果以+550水平大
27、巷作运输兼进风巷:方案一是从+550水平以上施工一条回风大巷作上行风回路全长350米;方案二是从+550水平以下施工一条回风大巷作下行风回路全长500米。根据矿井南冀煤层储量分布及采动情况分析:方案一施工巷道距离较短、可以方便地探明+550水平以上原宝源采空区是否也存在下分层可采煤层;方案二巷道施工距离较长但通风系统改造完成后+510水平回风大巷以后可作运输大巷利用、矿井水可自流至+510水仓一次性排出井口。综合两个方案还是从煤炭资源上考虑方案一从+550水平以上现已施工的+580水平作+580水平回风大巷回风。二、回风巷道层位的选择根据本矿含煤岩系特征分析:在三煤与四煤之间有一层砂质泥岩,平
28、均厚度7.2米,岩性较好、有一定硬度,将巷道布置在该层位内顶板容易控制、施工条件比较理想。三、通风系统巷道布置1、利用现有+550水平大巷作巷道施工运输从南二下山以南断层附近(距断层5-10米左右)先沿煤层斜向布置40米左右石门至三煤底板砂质泥岩稳定层位、再沿层坡度约19长度98米布置回风上至+580水平施工+580水平回风大巷长度182及+580石门长度73米与现+580石门施工的巷道贯通形成通风回路。2、+510水平三煤南巷继续沿三煤向南施工水平煤巷与南三沿煤下山贯通形成+510水平与+550水平通风回路。3、在水平三煤回风巷施工一条联络巷将风巷一个大弯拉直减少+550水平巷道通风阻力和运
29、输环节。四、巷道断面和支护1、+550运输大巷主要担负采区的煤、矸、材料的运输和行人并兼作13采区进风巷道。要求净宽为2.2m,净高2.4m,净断面积5.28m2;铺设安装22kg/m钢轨,现巷道达不到要求的地段需修理整改处理,顶板破碎地带需进行钢棚支护。2、新布置的回风巷道在三煤与四煤间较硬岩性当中,正常情况可裸体不需支护,遇岩性破碎地带需进行采用砌碹恐或钢棚支护,巷道要求净宽为2.2m,净高2.4m,净断面积5.28m2。五、组织施工1、将局扇安装在主井口附近,开启局扇打开通往+550水平的密闭,排放+550水平运输大巷至11回风上山北段巷道瓦斯,然后打开+550水平运输大巷至11回风上山
30、联络巷的密闭,恢复+550水平运输大巷至11回风上山北段巷道的通风;在联络巷叉口北面安装调节风窗,将局扇安装在调节风窗北面,排放+550水平运输大巷瓦斯;在南二下山叉口处和南回风上山设计开门点南部打好木栅栏(以免人员误入老巷造成不必要事故),在南二下山南冀70米左右施工南回风上山,与+580水平现已施工的+580回风大巷贯通,形成+550水平南部通风系统回路。2、当+550水平南部通风系统回路形成后,将调节风窗移至南二下山叉口北面并设为临时调节风窗;将局扇安装在临时调节风窗北面,拆除南二下山叉口和南回风上山设计开门处南部木栅栏,排放+510水平三煤运输巷和+550水平三煤回风巷瓦斯;在水平三煤
31、回风巷施工一条联络巷将风巷一个大弯拉直、+510水平三煤运输巷继续向南施工与+550水平风巷南部下山贯通,形成+510与+550水平通风系统回路。3、当+510与+550水平通风系统回路形成后,将调节风窗移除,在南二下山叉口南面设置一套双向风门;在+510水平最多布置两个巷采工作面进行复采+510或+550残余煤炭资源。第四章 采区通风系统湖南省煤炭工业局湘煤行【2010】16号批复:该矿属低瓦斯矿井,瓦斯涌出量为:相对瓦斯涌出量7.20m3/t,绝对瓦斯涌出量0.28 m3/min,二氧化碳涌出量为8.74 m3/t。有煤尘爆炸危险,煤层属不易自燃煤层。一、矿井通风系统矿井通风方法是边界式通
32、风方法;通风方式是机械抽出式通风方式。 新鲜风流:主井井口进入+600水平运输大巷11轨道下山进入各分流用风井巷工地泛风回入11回风下山+510水平总回风大巷总回风上山+540水平回风大巷风井二、采区通风系统前期:新鲜风流:11轨道下山通过局扇送入+580水平回风大巷掘进当头+580水平石门+580回风联络巷11回风下山;新鲜风流:主井井筒一号轨道下山+550水平大巷通过局扇送入南回风上山当头+550水平南大巷+550回风联络巷11回风下山。后期:新鲜风流经主井+550水平运输大巷南二下山+510水平三煤南巷南三沿煤下山+550水平三煤回风巷南回风上山+580水平回风大巷+580水平石门+58
33、0回风联络巷11回风下山。详见通风系统图。三、矿井风量计算矿井风量根据煤矿安全规程要求和矿井生产实际情况以及参考郴州煤炭设计院为本矿设计的风量参数:掘进工作面所需风量取2.83.6 m3/s、调节风窗的风量控制在1.01.5 m3/s之间。采区最多布置两个掘进或巷采工作面的总风量为:3.6*2+1.5=8.7 m3/s,而全矿设计总风量为17 m3/s、已配抽风机风量在822 m3/s之间,因此本矿还可在11采区布置两个掘进或一个回采工作面的要求。第五章 主要安全技术措施一、防止瓦斯积聚的措施1、加强通风系统管理。通风系统力求简单、稳定可靠。实行分区通风,各水平、各采区要有独立的回风道,不得串
34、联通风,减少角联通风。严格执行“以风定产”,定期测风,发现工作面风量不足,立即调整。2、加强采煤工作面通风管理。在采掘接替和井巷工程布置时,避免采掘工作面集中在某一区域。加强工作面上出口上隅角瓦斯检查,发现瓦斯超限,立即处理。3、加强掘进工作面通风管理。掘进回采巷道时,先掘进采区中部车场,避免掘进工作面与回采工作面之间或掘进工作面相互之间的串联通风。 4、加强局部通风管理。局部通风机要挂牌指定专人管理,严格禁止非专门人员操作局部通风机和随意开停风机,即使是短暂的停风,也应该在检查瓦斯后开启风机;在停风前,必须先撒出工作面的人员并切断工作面的供电电源。在进行工作面机电设备的维修或局部通风机维修时
35、,不带电维修。局部通风机风筒的出风口距掘进工作面的距离岩巷不大于7m,煤巷不大于5m,风量大于40m3min,防止出现通风死角和循环通风。供风的风筒要保持平直,在拐弯处要缓慢拐弯,不能堵塞风筒;风简接头应严密、不漏风,禁止中途割开风筒供风。局部通风和启动装置安装在进风流中,穿透风墙必须有隔断装置,距回风口的距离不小于10m。安放局部通风机的进风巷所通过的风量要大于局部通风机吸风量的1.34倍,以保证局部通风机不会吸入循环风。5、加强瓦斯管理与监测。建立井下瓦斯检查制度,设立相应的瓦斯检查和通风管理机构,配备相应的瓦斯检查仪器、仪表,以监测、监控井下瓦斯。瓦斯检查人员发现瓦斯超限,立即停止怍业,
36、撤出人员,向矿调度室报告。瓦斯检查员应由责任心强、经过专业培训井考试合格的人员担任严禁瓦斯检查员空班、漏检、假检等,一经发现严肃处理。 通风安全管理部门的值班人员,必须审阅瓦斯检查报表,掌握瓦斯变化情况,发现问题及时处理,并向矿调度室汇报。对重大的通风瓦斯问题,通风部门应制定措施,报 技术负责人批准,进行处理。每日通风、瓦斯报表必须送技术负责人、矿长审阅。加强现有KJ-78N型安全监控系统管理和维护,按规定设置瓦斯探头,定期校验瓦斯探头,保证计算机终端数据与实测相符。6、及时处理局部积聚的瓦斯。用引导风流法、沿空留巷排除法、瓦斯抽放法、填置换法、风压调节法、调整通风方式法等方法处理采煤工作面上
37、隅角处积聚的瓦斯。 用导风板引风法、充填置换法、风筒分支排放法、压风排除法等方法处理巷道冒落空洞内积聚的瓦斯。 用加大巷道中风流速度排出巷道顶部层状赋存的瓦斯。 7、加强盲巷和采空区瓦斯管理。布置巷道时应尽量避免出现任何形式的盲巷,及时封闭生产无关的报废巷道或旧巷。二、杜绝引爆火源的措施1、防止明火 井口房、通风机房周围20m以内禁止使用明火、吸烟或用火炉取暖。 严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服人井;严禁携带易燃品入井,必须带入井下的易燃品要经技术负责人批准。 井下禁止使用电炉或灯泡取暖。 不得在井下和井口房内从事焊接作业,如必须在井下主要硐室、主要进风巷道和井口房内从事电焊、气焊和使用喷灯
38、焊接作业,每次都必须制定安全措施,报矿长批准,并遵守规程有关规定。回风巷不准进行焊接作业 严禁在井下存放汽油、煤油、变压器油等。井下使用的棉纱、布头、润滑油等,必须放在有盖的铁桶内,严禁乱扔乱放和抛洒在巷道、硐室或采空区内。加强火区检查与管理,定期采样分析,防止复燃。2、防止出现爆破火焰。矿井使用安全炸药,不使用不合格或变质的炸药。不使用会产生火焰的爆破器材和爆破工艺。炮眼深度和装药量要符合作业规程规定。坚持使用水泡泥,炮眼黄泥装填要满、要实,防止爆破打筒。禁止使用明接头或裸露的爆破母线,爆破母线与发爆器的连接要牢固,防止产生电火花,放炮地点必须设立在新鲜风流中,并做到远距离放炮。不得放明炮、
39、糊炮。3、防止出现电火花采用矿用安全型、防爆型和安全火花型电气设备。经常检查电气设备的防爆性能,不符合要求的要及时更换和修理。井口和井下电气设备有防雷和防短路保护装置。所有电缆接头不得有“鸡爪子”、“羊尾巴”和明接头。不带电修理、移动电器。局部通风机开关要设风电闭锁、甲烷电闭锁装置、检漏装置等。发放的矿灯要符合要求,严禁在井下拆开、敲打和撞击灯头和灯盒。三、防止瓦斯爆炸灾害扩大的措施1、编制灾害预防与处理计划。每年要编制有针对性的、切合实际的矿井灾害预防与处理计划,每季度根据矿井变化的情况进行修订和补充,并组织所有入井职工认真学习、贯彻,使每个入井人员了解和熟悉一旦发生瓦斯爆炸时的撤出路线和躲
40、避地点。每年由矿长组织一次实战演习。2、安设安全装置。 安设防爆门。主要通风机的出风井口装设防爆门,以便在井下发生瓦斯爆炸时,冲击波将防爆门冲开,释放能量,防止通风机受到破坏。 安设反风装置。主要通风机有反风设备设施,每季度至少检查一次,一年至少进行一次反风演习,操作时间和反风风量达到煤矿安全规程的规定,保证在处理事故需要紧急反风时能灵活使用。 佩戴自救器。每个入井人员不仅要随身佩戴自救器,还要懂原理、会使用,在发生瓦斯爆炸或其他灾害时,能安全逃生。四、防尘措施本矿煤尘有爆炸危险性,防止煤尘主要是防止煤尘对作业人员的危害。防尘工作的原则是尽量减少悬浮粉尘的产生,将粉尘消灭在尘源地点,防止其飞扬
41、和进入风流中,使已经浮游的粉尘沉降下来,捕集起来;将剩余的粉尘用足够的风量加以稀释,但又要防止因风速过大,使已沉淀的煤尘重新飞扬。在每个掘进工作面,采煤工作面,装、卸、转载点,运输、回风巷等主要产生粉尘的尘源地点及粉尘集聚地采用综合防尘措施。掘进岩巷、煤巷时,必须采用湿式钻眼、冲刷巷壁、放炮喷雾、装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。具体防尘措施如下:1、控制风速:设计通过对风量的合理分配,选择合适的巷道断面,以使风速合理,既能带走大量粉尘,也不致于使已沉下的粉尘重新扬起。2、喷雾洒水:该方法方便有效,在工作面的回风巷内,转载点设置自动喷雾洒水降尘装置,可以有效控制粉尘的飞扬,使其湿润后迅速
42、沉降。3、湿式钻眼:煤、岩巷掘进工作面,采用湿式钻眼,杜绝干式钻眼,放炮使用水炮泥,使凿眼过程中形成的粉尘湿润并排出,不致飞扬。4、风流净化:在运输巷和主要通风巷设计风流净化水幕以净化风流。巷道风速必须符合煤矿安全规程规定,井下煤仓保持一定存煤。5、冲洗巷壁、清扫和刷白巷道:设计要求经常进行巷壁冲洗工作,定期清扫并运出巷道内沉集的粉尘,在井下变电所、消防材料库等主要硐室内,用石灰水将巷壁刷白,同时可美化井下环境,减少粉尘,利于冲洗。6、个体保护:设计选用了普通过滤式防尘口罩,以对井下尘源地的工作人员加强个体保护。7、环境监测:利用安全监测设备,及时测定风流中粉尘浓度。五、隔爆措施为了防止万一发
43、生的爆炸由局部扩大为全矿性的灾难,设计主要采用设置隔爆水槽棚的方式作为主要隔爆措施,国内外目前广泛使用的煤尘爆炸隔爆方式有设置被动式隔爆装置和自动抑爆装置。被动式隔爆装置是借助于煤尘爆炸产生的冲击波的作用来喷洒消焰剂,而本身无喷洒动力源;自动抑爆装置是利用传感器探测爆炸信号,触发自带的动力源喷洒消焰剂,形成抑制带,从而阻止爆炸的传播。自动抑爆装置的核心元件为其配置的火焰传感器,由于井下工作环境恶劣,使得火焰传感器容易产生误报现象,且自动抑爆装置价格昂贵,因而尚未被广泛使用;国内外目前井下煤尘爆炸隔爆装置主要采用被动式隔爆装置。被动式隔爆装置最早采用撒布岩粉和设置岩粉棚,虽然防止爆炸传播效果好,
44、但岩粉暴露在井下潮湿空气中,极易受潮而失去消焰功效,且频繁更换岩粉的工作量较大,因而近几年来岩粉棚已逐渐被水棚所代替而成为被动式隔爆的主要形式。水棚与岩粉棚相比具有以下优点:1、水的比热比岩粉高五倍,因而吸热量大,隔爆效果更好;2、水在接触高温火焰时形成的水蒸气,更有利于扑灭火焰;3、在冲击波的作用下,水飞洒的时间比岩粉更短;4、水的供给比岩粉更为方便,可长期使用不必更换,而岩粉必须经过加工和定期更换。因此,矿井井下煤尘爆炸隔爆方式设计采用被动式隔爆水棚方式。5、水槽规格型式为40L,PGS40型,水槽的固定方式采用嵌入式,托架材料选用4040角钢。6、水槽棚的布置 隔爆水棚的布置地点水棚按隔
45、绝煤尘爆炸的保护范围,可分为主要隔爆水棚与辅助隔爆水棚。根据煤矿安全规程的要求,设计确定在井下如下地点安装主要隔爆水棚:A +600m水平运输大巷;B +500m北回风巷;同时,设计还确定在井下如下地点安装辅助隔爆水棚:C +510水平三煤南巷巷采工作面进风方向;E +550水平三煤回风巷;F +580水平回风大巷隔爆水棚的布置方式设计确定隔爆水棚的布置方式是:主要隔爆水棚为集中式布置水槽棚;辅助隔爆水棚为集中式布置水袋棚。隔爆水槽棚的计算隔爆水槽棚的总水量、单架水棚水量、水棚架数及水棚区长度等的计算可用下列公式进行计算:A 总水量 G=gS其中:G总水量,L; g每平方米巷道所需水量,L/m2;主要水棚按400L/m2,辅助水棚按200L/m2进行设计; S巷道断面积,m2。B单架水棚水量 Gn=SnL= 1/2H(B1+B2)L 其中:Gn单架水棚水量,m3; Sn水槽净断面积,m2; L水槽平均净长度,m; H水槽盛水高度,m; B1水槽净上宽,m; B2水槽净下宽,m。C水棚架数n=G/(Gn1000)其中:n水棚架数,架其它符号同上。E 水棚区长度L=nC其中:L水棚区长度,m; C水棚间
链接地址:https://www.31ppt.com/p-2649417.html