土城煤矿850m—+1060m防治瓦斯灾害工程采区方案设计.doc

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1、古蔺县土城煤矿+850m+1060m防治瓦斯灾害工程方案设计编 制：张 宏（矿 长）审 核：杨 伟（业 主）批 准：周良成（总工程师）单 位：古蔺县土城煤矿时 间：二一年六月会 审 会 签 单部 门职务姓 名审 核 意 见日期目 录 一、概述3-4 二、矿区地质情况4-10 三、开采条件10-11 四、开拓巷道布置（见巷道建设平面图）11-13 五、掘进方式13-14 六、通风方式14-15 七、供电方式16 八、空压机供气及供水方式16 九、运输方式16 十、施工组织16-17 十一、安全技术措施17-23古蔺县土城煤矿+850m+1060m防治瓦斯灾害工程方案设计一、概述古蔺县土城煤矿属基

2、建矿井，属独立特批矿井。2006年编制初步设计及安全专篇。2008年修改的初步设计及安全专篇，按高瓦斯设计和布局，2008年省煤监局川煤函【2008】141号批复，同意瓦斯抽采设计。由于地质部门提供资料与实际抗探效果差别太大。我矿原有主要运输大巷布置在C19煤层中，由于煤层褶皱、断层多，巷道弯曲、变形严重，无法布置瓦斯管道。瓦斯抽采设计方案无法实施。加之+947m水平原储量核报不实,本水平开采已尽，已申请扩能，扩能申请范围由1-8号拐点坐标圈定,扩能申请已转报,省国土资源厅正在审批中。我矿将现有水平和扩能后水平的瓦斯抽采工程一并纳入实施。独立扩能后的设置范围拐点坐标编号XY编号XY130974

3、74356185865309542535618231230975463561844363095796356185493309696535618131730966983561859143095475356181048309696535618414矿山面积0.7343km2开采标高：+850m+1060m生产规模9万吨/年开采煤层：C14、C19、C23、C24、C25根据川办函2009191号和泸市府办函(2010)41号文件的精神，“尚未进入建设程序的独立扩能矿井，可以经过批准，并在设计单位的指导下，提前开展部分巷道施工和维护”，“可以在原有矿井范围内进行通风系统改造，瓦斯抽放系统建设和瓦斯相

4、关的巷道穿层抽放钻孔施工”。我矿拟在+947m水平布置一条茅口灰岩巷，并在+947m、+1016m水平掘进C24煤层巷道，向C19煤层进行穿层瓦斯抽放。同时维修总回风巷和其它煤层回风巷。在现在的主平硐井口修建瓦斯抽放站。在扩能后的+845m水平掘进一条茅口灰岩巷道，掘进一条茅口灰岩上山，与+947m茅口灰岩巷贯通，构成新的通风系统和瓦斯抽放系统。我们按煤矿设计的相关要求编制了防治瓦斯灾害工程的方案设计。二、矿区地质情况地形地貌：矿区为中高山之地貌，矿区北低南高，区内最高点为南部的老山顶，海拔标高1170m；最低点为矿区北部的沙坝头，海拔标高885m，相对高差285m。地层：矿区出露地层由新至老

5、有三叠系下统飞仙关组、二叠系上统长兴组、龙潭组和下统茅口组。现分述于下： (一)、三叠系下统飞仙关组(T1f) 1、第二段(T1f2) 上部紫、紫红色中厚层状砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩，夹薄层灰绿色泥灰岩、灰色灰岩条带，厚0.10.5m；下部紫、紫红色泥质粉砂岩、砂质泥岩、钙质泥岩，夹灰色、灰绿色泥灰岩、钙质泥岩条带，厚0.10.5m。产动物化石。 2、第一段(T1f1) 根据岩性组合特征，可分为两个亚段，分述如下： (1)第二亚段(Tlfl-2) 灰、灰绿色中厚至块状灰岩、泥灰岩夹紫色薄至厚层状泥质粉砂岩、粉砂岩及生物碎屑灰岩，项部为浅灰色亮晶鲕粒灰岩，底部为绿灰色泥灰岩。平均厚61m。 (

6、2)第一亚段(Tlf1-1) 紫、紫灰、绿色中至厚层状砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩、泥灰岩，局部夹灰岩；底部4.8311.50m为灰色灰岩。产动物化石。平均厚61m。 (二)、二叠系(P) 1、上统长兴组(P2c) 上部为深灰色中厚层状至块状含生物碎屑灰岩。距项界13m有一层深灰色砂质泥岩，含黄铁矿晶粒，局部见植物碎片化石和动物化石，厚1.00m。中下部为深灰色中厚至厚层状石灰岩及生物碎屑灰岩。产动物化石。厚60m。 2、上统龙潭组(P2l) 为海陆交互相含煤沉积，岩性主要由灰、深灰、灰黑色泥岩、粘土岩、砂质泥岩、粉砂岩、砂岩、炭质泥岩和煤层组成，底部为硫铁矿层，含丰富的植物化石和动物化石。平均

7、82.40m。 3、下统茅口(P1m) 上部灰、深灰色中厚层状石灰岩，局部含燧石结核及条带。中下部深灰色泥晶灰岩、棕灰色厚层状细至粗晶灰岩，含沥青质，底部深灰色中厚层状钙质泥岩、泥岩。产动物化石。厚230m。构造：古蔺县土城煤矿位于古蔺复式背斜之次级褶曲二郎坝向斜南东翼南段，总体呈一单斜构造。地层走向与主体构造基本一致，倾向为270325，地层倾角2051。对矿井采煤影响较大的断层为F87逆断层及其附近小断层。现分述如下： F87逆断层：地表出露在马鞍山至花厂坡一带，长约950m，地表切断P2l、P2c、T1f1-1、T1f1-2地层，断层倾向335，倾角55，落差约50m，破坏了P2l地层的

8、C13、C14、C19、C23、C24煤层。 F87逆断层附近为落差0.503.0m的十多条断层组成的断层密集区，该断层密集区岩石破碎，产状紊乱，已造成矿井主运输平巷在360520m内有160m长范围无煤。 综上：矿井范围内地质构造为中等复杂。（三）、煤层赋存条件矿区含煤岩系为二叠系上统龙潭组(P21)。煤系地层为一套海陆交互相含煤碎屑岩建造。以泥质、粘土质、粉砂质沉积为主。地层最大厚度为118.09m，最小厚度为71.5lm，平均厚度为84.31m。煤系含煤层数较多，一般为10层，最多可达20层，煤层总厚度可达11.31m，含煤系数为13.4。矿区范围内可采煤层有5层，分别为C13、C14、

9、C19、C23、C24煤层，其层位及厚度基本稳定, 煤层平均厚度分别为0.94m、1.10m、1.75m、1.02m、1.05m。(见综合柱状图)煤层特征：矿区内可采和局部可采煤层有7层，层状似层状产出，煤层厚度变化小，属稳定较稳定煤层，本矿采矿许可证登记开采的煤层为C14、C19、C23、C24、C25煤层。 各煤层主要特征如下： C13煤层：俗称“六层煤”，位于含煤岩系上部，上距长兴灰岩3.60m，煤层厚度O.771.1m，、平均O94m，一般含矸一层，厚度小于O05m，岩性为泥岩或炭质泥岩。结构较简单，属稳定型煤层。 C14煤层：俗称“五层煤”，位于含煤岩系地层上部,上距C13煤层8.8

10、5m，煤层厚度1.OO1.20m，平均1.10m，结构简单，属稳定型煤层。 C19煤层：俗称“四层煤”，位于含煤岩系中部，上距C14煤层21.02m，煤层厚度1.532.43m，平均1.75m，含夹矸O2层，厚度小于0.05m，岩性为泥岩或炭质泥岩。结构较简单，属稳定型煤层。 C23煤层：俗称“三层煤”，位于含煤岩系下部，上距C19煤层13.81m，煤层厚度0.841.70m，平均1.02m，含夹矸1层，厚度小于0.05m，岩性为泥岩或炭质泥岩。煤层结构较简单，属稳定型煤层。C24煤层：俗称“二层煤”，位于含煤岩系下部,上距C23煤层3.59m，煤层厚度O.921.13m，平均1.05m，局部

11、含夹矸1层，厚度0O.12m，平均0.07m，岩性为粘土岩。煤层结构较简单，属稳定型煤层。C25煤层：俗称“同广煤”，位于含煤岩系的底部。上距茅口灰岩约38m。本矿区煤层厚0.93.5m，平均厚2.2m，为主要可采煤层。结构简单，为单一煤层，煤层较稳定。三、开采条件一）、煤层顶底板煤层顶板多为砂质页岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩。煤层底板多为粉砂岩、砂质泥岩、粘土岩。二）、瓦斯、煤尘及地温瓦斯：矿井处于基建过程，未进行瓦斯等级鉴定。但矿井在掘C19开切眼和C19配风巷过程中时有发生瓦斯超限、瓦斯异常涌出等现象，如2007年12月14日18：03点瓦斯涌出异常，瓦斯超限达30分钟，因此，古蔺县

12、安全生产监督管理局决定：“该矿按煤瓦突出矿井管理，C19煤层按煤瓦突出煤层管理”。煤尘：根据四川省煤炭产品质量监督检验站2006年8月检测报告，煤尘无爆炸危险性；煤的自燃倾向性：根据四川省煤炭产品质量监督检验站2006年8月检测报告，煤层不易自燃；地温梯度：1.18/100m，小于3/100m，地热增温率84.38m/，大于33m/，属地温正常区。水灾：矿井含水性及导水性较强的断层比较多，存在水灾威胁； 地震：根据国家地震局1990年版中国地震烈度区划图，区内地震烈度小于度。煤质：据四川省煤田地质局135地质队提交的四川省古蔺县川南煤田大村勘探区普查地质报告，本矿区的煤层均属低变质无烟煤，不粘

13、结煤。其中C13煤层为低中灰、低中硫煤；C14为中灰、低硫煤；C19为低中灰、低硫煤；C23为低中灰、中硫煤；C24为低中灰、低中硫煤。 表12 煤质指标一览表煤层MadAdVdafStdQnetvdC132.1721.138.001.0629.18C141.6023.377.750.2926.75C191.9416.727.520.5429.28C231.9120.897.242.3527.55C242.0915.537.211.2029.793、水文地质矿区含水矿层为底板 (P1m)茅口灰岩，其岩溶性较强，含地下水丰富，其上部长兴组(P2c)岩溶裂隙含水层，为煤层顶部直接充水层。矿井涌水主

14、要为大气降雨补给，矿区水文地质简单，特别注意雨季大气降雨与矿井涌水量变化的关系，在掘进过程中要加强矿井在雨季的防、排水措施。同时要加强C25底板灰岩溶洞积水排放工作，以减少对采区巷道布置的影响。四、巷道布置（见巷道建设平面图）在主平硐+947m水平布置一条C25底板的茅口灰岩巷道站，在主斜井+850m水平布置一条C25底板的茅口灰岩巷道，在两条巷道之间掘进一条茅口灰岩上山巷与两水平巷道贯通，构成通风系统安装瓦斯抽放主管道。同时在主平硐（+947m）工业广场修建瓦斯抽放站，形成瓦斯抽放系统。瓦斯抽放站已由有资质的设计部门设计，正在施工中。（一）+947m茅口灰岩巷道（瓦斯抽放巷）全长约800米，

15、为尽快完成，早日投入使用。使+947m水平采面早日抽放瓦斯，分两头掘进：1、在主平硐+947m运输大巷800m处的绕道车场掘进石门约60m，进入C25底板的茅口灰岩，沿岩层走向约165方位角掘进茅口灰岩巷道200m，再掘进反石门与原穿煤层石门贯通后，再向南继续掘进茅口灰岩巷。2、在掘进+947m水平绕道车场石门的同时，在主平硐150m处掘进石门穿C25底板的茅口灰岩，再在茅口灰岩沿岩层走向向南掘进岩巷与前面的口灰岩巷道贯通。再在两石门中间掘进反石门与煤层揭穿，该石门即为下水平的回风石门和水平的运输石门及瓦斯抽放管道巷。本茅口灰岩巷道贯通后，可沿绕道石门处的茅口灰岩巷由南向北铺设瓦斯管道，到主平

16、硐井口瓦斯抽放站，构成+947m水平的瓦斯抽放系统。（二）、在已掘进主斜井+850m水平运输巷，掘煤系地层石门巷约200m，揭穿 C25底板的茅口灰岩时，向南掘进茅口灰岩巷，在向南的岩巷约100m处掘进通向+947m水平的茅口灰岩通风人行上山，形成掘进通风系统。在茅口灰岩巷和通风上山安装瓦斯抽放管道，为臭采+850m水平煤层的瓦斯打下基础。（三）、在+947m、+1016m掘进C24煤层巷道，进行C19煤层的穿层瓦斯抽放同时维修+1016m水平的回风巷和总回风上山。（四）在主平硐井口侧掘进引风硐，安设主扇。在主井口北边30m左右开口掘进引风硐40m，与主平硐相接，引风硐方位角203，引风硐断面

17、同+947m茅口灰岩巷断面一样，墙壁平整。在主平硐与引风硐的交界处及主平硐硐口两处各安装正反风门各一扇。两道风门之间的距离能够留一列车的位置约40m，供下山运送材料及安全避灾人员进去。在引风硐的硐口安装两台kJT60No 1115 30kw轴流式防爆通风机，一台使用、一台备用。关闭风井主要通风机，密闭+947m水平不用的巷道。构成新的矿井通风系统，为开采+850m水平使用。五、掘进方式采用钻爆法掘进。掘进采用地面LWJ-10/7 10m3活塞式空压机供风，石门段采用7655风钻钻眼爆破成巷，沿煤巷采用G10风镐煤层掏槽，底板通过7655风钻钻眼爆破成巷。采用毫秒延期电雷管1-5段，煤矿许用二号

18、岩层炸药，MFT-100启爆器全断面一次起爆。具体见炮眼布置图和爆破说明书。支护方式：沿C25底板灰岩掘进，顶板完好采用裸巷掘进喷浆支护。局部顶板破碎或遇地质构造地段采用锚杆（网）支护，锚杆采用自制16mm螺纹钢筋，配芙蓉速凝剂厂水泥锚固剂，顶板锚杆长度1.8m，帮部锚杆1.6m，端部（不低于60cm）或全长锚固，间排距0.8m，成五花型布置，挂网采用金属网（规格：1.2 m3.0 m）顺巷道走向铺设， 并用锚杆托板压紧、铺平。具体见掘进断面图和巷道支护图。（一）巷道断面（见巷道断面图册）（二）炮眼布置图（见巷道炮眼布置图册）（三）炮破说明书(见附表)六、通风方式1、风量计算按掘进工作面回风巷

19、风流中平均绝对瓦斯涌出量计算：Q掘=100qk式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min；q-掘进工作面回风风流中绝对瓦斯涌出量，0.8m3/min；k-工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，k=1.4则Q掘=1000.81.4=112 m3/min按掘进工作面同时作业最多人数计算需风量：Q=4N（ m3/min）式中：Q掘进工作面需风量，m3/min； N掘进工作面作业最多人数； 4每人每分钟供风标准，m3/min。则Q=48=32m3/min按掘进工作面一次爆破炸药量计算需风量：Q掘=25A 式中：A一次爆破炸药量，kg则：Q掘=2519.6=490 m3/min,爆破时，可采用分次爆破，或风镐

20、掏槽，爆破辅助的形式，同时适当增加排放炮烟时间，至少15min。 根据以上计算结果，取综合配风值120 m3/min。按风速进行验算：15VSQ掘240VS式中：S工作面平均断面，m2；则：155.40.251802404.84，风速符合要求。2、局部通风机选择采用JBT-5.12（5.5KW2）对旋局部通风机，配500 mm抗静电柔性风筒对掘进碛头供风。七、供电方式采用地面变电所直接供电至掘进工作面配电点。见供电示意图： 地面变电所 掘进工作面配电点监控系统127V干式变压器 局部通风机 扒渣机 照明 激光指向仪八、空压机供气及供水方式 采用地面固定式12 m3活塞空压机供气，输气管道采用7

21、0 mm聚酯塑料管，掘进头采用20mm高压软管连接7655风钻。供水管道采用矿井地面水仓供水，实现湿式钻眼以及喷雾、洒水等综合防尘措施。九、运输方式 掘进石门及平巷采用11 kg /m轨道铺设矿车运输道，掘进工作面采用扒渣机（15KW）装车，由掘进点人工推至集中运输巷，通过蓄电瓶机车将煤运至主提升绞车井底车场组车，经主提升，提升至主提升上部车场，再由人工推出井口。掘进工作面煤、矸石 全岩平巷井底车场主平硐 地面 （运料方式与以上相反）十、施工组织石门巷每天采用两班作业，每循环进度： 1.5m/班，日进度： 3.0m/日；月进度：84m/月。半煤巷每天采用三班作业，每循环进度： 1.5m/班，日

22、进度： 4.5m/日；月进度：126m/月。人员组织见下表：人员人工组织表工 种人 数工 种人 数钻眼工32技 安13爆破工12瓦检工13运输工32电 工13支护工12合 计28十一、安全技术措施（一）、巷道掘进安全技术措施1、施工前必须组织施工人员学习本设计和相应的作业规程以及工种操作规程。2、一经确定的中腰线，必须严格按照给定的中、腰线进行布眼、掘进。3、岩层内钻眼必须坚持湿式作业，钻眼参数必须符合设计和规程的要求。4、进行爆破时，引药的制作、装药、封泥长度、联线、拒爆处理等必须按照煤矿安全规程的相关规定执行。5、杜绝空顶作业，空顶段必须及时处理松渣松块，破碎地段及时架设带帽木点柱或锚杆支

23、护。6、严格支护质量管理，煤巷段厢距、背、帮等必须符合规程的规定。7、严格坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，遇顶板或煤层有透水征兆或瓦斯异常征兆以及预计进入判断的断层位置前，必须立即停止碛头掘进，进行探钻作业，探钻深度不小于30m，保护范围不小于15m，探孔不少于3个，分别沿巷道中心和左右两帮呈扇形布置，具体布置见附图。（二）、通风安全技术措施1、严禁随意停开局扇，定期检查局扇进风和碛头有效风量情况，遇风量不足时，必须及时调整更换风机或调节风量。2、风袋必须做到逢环必挂，且悬挂平直，接头处做到反压边，确保风袋完好，无破损、漏风，遇人为损坏或放炮损坏必须及时进行修补或更换。3、严格瓦斯监测和检测

24、，数据做到真实可靠，遇瓦斯异常必须及时撤人；严格落实“一炮三检”，“三人连锁”放炮制度。4、作业点电气设备搬迁或开机运行前，必须进行瓦斯检查，符合规定方可作业。5、严禁无风、微风或瓦斯超限作业。6、作业点应加强防尘工作，坚持放炮前后洒水防尘，转载点喷雾降尘。7、瓦斯监控系统必须在开工前安设到位，同时随着巷道掘进延伸及时进行延伸铺设，并保证运行正常。扒渣机位置可采用监控探头或报警仪进行监测扒渣机附近瓦斯情况。8、每班作业班组必须携带经检测合格的便携式报警仪，到达作业现场，必须悬挂在作业工作面，确保对作业现场的监控。（三）、机电设备安全技术措施1、机电设备入井必须在地面进行防爆检查，杜绝失爆电气下

25、井，安装时，必须确保其“三大保护”完整、完好。2、电缆线和信号线必须悬挂整齐，且做到分开悬挂，严禁盘圈。3、机电人员必须随时检查设备的使用情况和运行情况，遇异常必须及时处置，严禁带病运行。4、扒渣机必须由专门的司机进行操作，并严格遵守扒渣机操作规程，扒渣机必须固定牢靠。扒渣机运行时，严禁人员站在掘进工作面，定期检查钢绳磨损情况，及时进行保养和更换。5、空压机必须由专用司机管理，运行前必须检查润滑油和冷却液情况以及各类安全阀门必须能够正常动作，整定符合技术规范。定期进行维护保养。6、掘进机具必须保证完好，钻机要定期进行清洗，以及易损件及时更换，避免带病运行，同时在放炮前要将机具放置在安全的位置，

26、避免炮崩。（四）、运输安全技术措施1、严格按照规定的掘进坡度安设轨道，严禁随意调高或降低轨道的坡度。2、人力推车时必须确保两车之间的间距符合规程的规定，严禁放飞车。3、推车进入转弯巷或井底车场时，必须有明确的信号。4、上山巷溜煤（矸）时，必须在人行道一侧设置挡矸垛，防止飞矸伤人，坡度大时，必须分段溜放。5、斜井提升时，必须坚持“行车不行人”和“按信号行车”的原则，同时确保“一坡三挡”装置安全可靠。6、扒渣机必须由熟悉该设备的专人进行操作,扒渣机运行时,作业工作面以前严禁人员进入。扒渣机必须固定牢靠，定期检查钢绳情况。（五）综合防尘措施1、操作人员必须佩戴防尘口罩。2、打眼时必须采用湿式作业。3

27、、防尘系统未形成以前，采用人工洒水防尘，系统完善后采用装、转载点喷雾降尘，以及作业点后方防尘水幕。（六）过C25安全技术措施1、通过岩层层位分析，技改巷石门掘进约在揭露C25底板硫铁矿层后，必须停止掘进，待制定专门措施后，方可恢复掘进。2、严格执行先探后掘的预测预报措施，严格监测瓦斯、顶板等情况。3、顶板破碎时，必须采用金属刚性支柱先进行前探帮、顶临时支护。4、加强敲帮问顶工作，掘进工作面不留空顶，及时永久支护。5、坚持浅眼多循环、放小炮作业，放炮前必须对工作面3-5m内的支柱进行加固可靠后，方可进行放炮作业。6、严格关帮接顶，严格空洞区域瓦斯检查，防止瓦斯局部积聚。（七）石门揭煤安全技术措施

28、1、技改巷预计石门掘进约100m左右，将揭露C24煤层，为确保安全，必须坚持先探后掘的原则。2、探孔不少于3个，分扇形布置，贯穿煤层顶底板，探孔长度不小于30m，预计揭露煤层前30m，必须编制专门的探煤措施，已预防水、瓦斯等灾害。3、在探钻后，确定无水、瓦斯等安全威胁时，可通过浅眼多循环作业的形式揭露C24煤层，在揭露过程中加强顶板管理，及时支护，不留空顶。4、加强局部通风瓦斯管理，风袋距离碛头不超过3m。（八）贯通安全技术措施1、从确定贯通点位置前后20m范围，必须进行加固维修。2、按规定的中线、腰线进行掘进，严格控制巷道的坡度。3、当到达土城煤矿+947灰岩上车场区域20m前掘进放炮时，必

29、须通知+947灰岩上车场区域人员；巷道贯通掘进剩余20m后，必须严格该区域放炮管理，落实专门的矿长负责，固定放炮时间。放炮时由专人设置放炮警戒，放炮时间内严禁人员进入警戒区域。放炮完毕，必须由专人负责检查所属区域或贯穿点附近安全，确认无安全威胁后，其他人员方可进入。4、严格“一炮三检，三人连锁”放炮制度，严格瓦斯监测监控，严格炸药、雷管管理。5、严格控制装药量，采用浅眼多循环作业，巷道临时前探刚性支护必须每班跟拢碛头，空顶距离不得超过2m，并及时根据顶板情况，确定是否采取锚网支护。6、巷道贯通后必须停止矿井所有作业，矿技术负责人及时实测贯通点风量、检查风路方向以及及时根据情况设置相关通风设施进行通风调整，确保通风安全。7、巷道贯通后，必须及时对贯通点交叉口进行加固支护，同时对贯通点轨道进行调整，确保运输畅通。（九）、地质测量安全技术措施1、准确测量井口的近井点x、y、z坐标。从国家控制网引进，必要时，请专业技术人员测设建立永久性的近井点坐标。2、由专业测量技术人员按测量规范，测量井下导线网，特别是对茅口灰岩上山，探放水上山要进行贯通测量，以免错位掘进。3、摸清老窑积水的位置、范围，以便有的发点，揭穿积水。摸清煤层走向，断层情况，以指导掘进方向。古蔺县土城煤矿2010年6月28日