采区防突设计.docx
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采区防突设计.docx
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采区防突设计
河南煤业化工集团鹤煤公司
第六煤矿
209采区防突设计
说明书
鹤煤公司六矿
二○○九年九月
河南煤业化工集团鹤煤公司
第六煤矿
209采区防突设计
说明书
编制:
牛现伟
审核:
总工程师:
鹤煤公司六矿
二○○九年九月
前言1
前言
六矿井位于鹤壁市东,与市区紧邻,南与八矿相接,西北与五矿、三矿相邻,隶属鹤壁市鹿楼和石林乡。
地理位置为:
东径114°10′37″~114°13′28″,北纬35°52′49″~35°58′23″。
煤矿东距京广铁路17km,北距安阳~李珍铁路20km,鹤壁~汤阴铁路与京广铁路相接,鹤壁至安阳、汤阴均有公路相通,交通便利。
六矿1964年投产,设计生产能力为75万t/a,经改扩建后,生产能力提高到120万t/a,目前生产水平为二水平,核定生产能力130万t/a。
依据《煤矿安全规程》第一百七十九条及《防治煤与瓦斯突出规定》第十四条之规定,对我矿209采区编制防突专项设计。
一、设计依据
1、《六矿209采区地质说明书》;
2、《六矿209采区设计》;
3、六矿209采区机电、通风等相关资料。
4、2009年8月1日实施的《防治煤与瓦斯突出规定》。
二、设计的指导思想
认真贯彻执行《防治煤与瓦斯突出规定》要求,防突工作坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则,做到突出矿井采掘工作“不掘突出头,不采突出面”。
区域综合防突措施包括:
1、区域突出危险性预测;
2、区域防突措施;
3、区域措施效果检验;
4、区域验证。
局部综合防突措施包括:
1、工作面突出危险性预测;
2、工作面防突措施;
3、工作面措施效果检验;
4、安全防护措施。
我矿209采区执行区域防突措施、局部防突措施工作流程如下:
区域防突措施
执行安全防护措施后采掘作业
工作面防突措施
执行安全防护措施后采掘作业
工作面措施效果检验
工作面预测
区域措施效果检验
每掘10到
50m进行区域验证
坚持“安全第一,预防为主”的方针,结合本矿井的地质特点及设计情况,全面分析矿井建设与生产的安全技术条件,合理确定本矿井的安全技术装备标准,提出切实可行的安全生产技术措施和安全设施。
真正做到为今后的安全施工和生产创造良好的条件,为职工的生命安全及矿井的生产管理提供可靠的安全保障。
三、编制内容依据的法律、条例、规程、规范
1、《中华人民共和国煤炭法》
2、《中华人民共和国矿山安全法》
3、《煤矿安全监察条例》
4、《煤矿安全规程》
5、《煤炭工业设计规范》
6、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》
7、《防治煤与瓦斯突出规定》
四、设计的主要特点及安全评价
1、1、本矿井属于煤与瓦斯突出矿井,矿井设计有地面永久瓦斯抽
放系统和井下移动抽放系统,实现瓦斯分源抽放和稳定抽放,从而减小煤层瓦斯含量,减小煤与瓦斯突出强度,进而消除突出的危险。
2、2、本设计依据新《防治煤与瓦斯突出规定》,防治煤与瓦斯突出执行区域综合防突措施先行,局部综合防突措施补充的原则,坚持做到不掘突出头、不采突出面。
3、3、矿井建有监测监控系统,井下各工作地点配置了相关的安全
仪器,能够对各作业地点进行监测、监控。
4、4、井下电气设备选型,严格按照《煤矿安全规程》,采用矿用防爆型电气设备,并配备有专用通讯设备。
5、5、制定了防治煤与瓦斯突出事故预案,从而可以减少人员伤亡
和财产损失。
根据矿井的安全条件,结合矿井开拓开采方式,该设计对危害六矿煤与瓦斯突出的各种因素进行了详细地分析研究,提出了相应的安全防治技术措施。
贯彻以“预防为主,防治结合”的安全方针,矿井在施工和生产时要严格按《煤矿安全规程》及《防治煤与瓦斯突出规定》执行,加强安全生产管理,充分利用、掌握好各种设备、仪器,在生产建设过程中能取得良好的安全保障效果。
第一章地质概况
第一节地质构造
一、位置
根据矿井改扩建初步设计中开拓方式的采区划分,209采区属于二水平南翼采区,原名为南五采区,为规范采区编号,改为209采区。
采区位于红旗桥保安煤柱边界以南。
㈠采区范围
1、地面:
汤鹤公路以南100m,工业广场东南500m。
2、井下位置及采区边界划分:
采区北部是红旗桥保安煤柱边界,上部为二水平01采区,南部为原南六采区,深部以-450煤层等高线为界。
3、采区走向、倾斜长度及标高:
走向长度:
600米,倾斜宽平均320米。
标高:
北上点-350米,北下点-430米,南上点-338米,南下点为-435米。
二、地质构造
采区设计范围内地面堪探钻孔共3个,均揭露底板砂岩或砂质页岩。
1、采区内主要断层:
采区设计范围主要影响断层有三条,采区上部及北部边界均有两条落差较大的断层,即F876-10断层(H=40m,∠65°)和F71-10断层(H=15~20m,∠86°),受该断层影响,工作面采掘过程有可能揭露断层,2095工作面北部受6F15-1断层(H=40m,∠70°)影响。
2、采区内褶曲:
从煤层等高线可看出,209采区煤层赋存为较陡的向斜构造,向斜轴正位于采区走向中央,因此,褶曲构造对巷道布置及采掘生产影响较大。
第二节煤层情况
一、煤层
本区含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组和上统上石盒子组,其中山西组二1为主要可采煤层,其次为太原组一11煤层,现分别详述如下:
二1煤:
位于二叠系下统山西组的下部,层位稳定,其顶板为黑色泥岩或砂质泥岩,老顶为灰色细~中粗砂岩;煤层底板为泥岩或砂质泥岩,老底为灰色细~中粒长石碳砂岩。
二1煤煤厚0.72~17.5m,平均厚度7.48m。
黑色,强玻璃金刚光泽,以粉状、碎块状煤为主,夹少量块状煤。
一11煤:
位于山西组的底部,层位稳定,其顶板为太原组下部的L1石灰岩,底板为中石炭统本溪组铝质泥岩。
一11煤煤厚0~2.00m,平均厚度1.35m,为局部可采煤层,偶含1~2层夹矸,该煤层厚度变化大,属不稳定煤层。
该煤为黑色,具有金刚光泽,粉粒状及块状,有参差状断口,含较多的黄铁矿结核、透镜体及散晶。
二、煤质
本区二1煤灰分产率为7.70~33.38%,平均为18.34%,瘦煤区灰分产率为11.15~17.61%,属低、中灰分煤;全硫含量为0.21~0.62%,平均0.35%,属特低硫煤;含磷量为0.016~0.030%,平均0.024%,属低磷煤;该煤可作炼焦配煤、动力用煤和炼制型焦的原料。
本区一11煤灰分产率为15.34~33.66%,平均为22.94%,属中灰分煤;全硫含量为1.66~5.23%,平均2.96%,属中高硫煤;含磷量为0.008~0.110%,平均0.057%,属中磷煤;根据我国环保有关规定,应在降灰、脱硫后使用,该煤可作合成氮肥、动力用煤或民用燃料。
三、煤尘及煤的自燃性
1、煤尘
据本矿及相邻煤矿煤尘爆炸性测定,二1煤具有爆炸危险性,其爆炸性火焰长度为5~55mm,抑制爆炸的最低岩粉量为45~70%;根据鹤壁一矿资料,一11煤属爆炸危险性煤层,其爆炸火焰长度为5~20mm,抑制爆炸的最低岩粉量为30%,均属有爆炸危险性煤层。
2、煤的自燃倾向
六矿二1煤为贫瘦煤和瘦煤,以往未进行煤的自燃倾向测定,椐本矿采掘资料显示,井下煤层曾发生过自燃,发火期为92~157个月,属易自燃发火煤层。
第三节瓦斯地质
一、瓦斯
根据矿井地质报告,六矿从1964年投产至1969年,绝对瓦斯涌出量为16.32~45.95m3/min,相对瓦斯涌出量14.64~29.43m3/t,矿井瓦斯等级为高沼气矿井。
1970~2009年,绝对瓦斯涌出量为19.63~79.82m3/min,相对瓦斯涌出量12.55~42.60m3/t,并先后发生33次煤与瓦斯突出和3次瓦斯爆炸事故,突出最大煤量398.4t,突出最大瓦斯量50052m3,矿井目前矿井瓦斯鉴定等级为煤与瓦斯突出矿井。
209采区相对瓦斯涌出量q相=0.0394H+0.065=0.0394×573+0.065=22.64T(m3/t),从采区上部已采工作面和已掘煤岩巷看,不论采煤和掘进都有瓦斯超限影响生产现象。
六矿二1煤层具有储气条件好,瓦斯含量高,逸散条件差,构造发育,煤的坚固性系数低,突出危险性指标高等特点,特别是在向斜轴部及其附近,断层尖灭处等地带采煤时,应加强瓦斯涌出检测、通风和防突工作,防患于未然。
二、瓦斯压力
由鹤煤(集团)公司科研所测得在南翼六采区独立回风掘进工作面(标高-300m),瓦斯压力为1.1Mpa;北翼专用回风巷三横川(标高-360m),瓦斯压力1.6Mpa。
已远远超出突出临界值0.74Mpa。
三、煤层透气性
本井田煤层透气性系数为0.012~0.018m2/atm2·d,百米钻孔自然瓦斯涌出量为0.02m3/100m·min,瓦斯抽放困难。
四、坚固性系数
在突出点附近煤的坚固性系数f仅为0.25~0.35,而在煤层的正常区段坚固性系数f≥0.6,在突出点前后的10m区域,煤层变软,f值变小。
第四节矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题
《第六煤矿矿井地质报告》河南省煤炭工业局豫煤行[2002]70号予以批准,可作为今后矿井生产的依据。
在以后的生产过程中应注意以下几个方面的问题:
1、断层影响带如裂隙带、次级裂隙带一般不太引人注意,易发生突水,对矿井造成危害,在以后的开采时应特别引起注意。
2、封闭不良或未封闭的钻孔导水也是矿井开采的一大危害,它往往成为沟通含水层的通道。
因此深部新一水平其它原老钻孔的揭露层位、部位,封闭情况等都要引起注意。
3、作为矿井涌水量最具随机性的成分是奥陶系水量和采空区的水,它们具有来水量大和破坏性大的特点,开采时应慎重对待。
4、本区二1煤为具突出危险煤层。
大部分断层的结构面由于属压扭性,构成了煤层瓦斯运移的阻气边界,从而使其附近瓦斯聚集,含量较高,压力较大,开采中瓦斯动力现象增多,特别是小断层附近,大断层的尖灭端,地层产状变化和向斜轴部附近等地带,煤层瓦斯含量较高,瓦斯压力大,煤体坚固性系数低,煤与瓦斯突出的危险性较大,应加强通风管理和瓦斯检测工作,防患于未然,并建议进行专门矿井瓦斯评价和预测工作。
第二章采区巷道布置及开采顺序
第一节生产能力、服务年限及开采顺序
一、采区范围及储量
1、范围
西:
以F876-10断层为界;
东:
以-470等高线为界;
南:
到211采区边界;
北:
红旗桥保安煤柱边界。
2、储量
该区地质储量212万t,煤柱损失53万t,可采储量159万t。
二、生产能力及服务年限
1、采区设计生产能力
209采区的生产能力确定为0.33Mt/a。
2、采区服务年限:
T=ZAK==3.7年
式中:
T——采区服务年限,年;
A——采区设计生产能力,万t/a;
Z——采区可采储量,万t;
K——备用系数,取1.3;
3、工作制度
按矿井设计规范规定,年工作制度300天,每天三班作业,每天净提升时间14小时。
三、开采顺序
1、沿煤层倾斜方向,采用自上而下按阶段依次回采。
2、沿煤层走向,工作面采用后退式开采;先采顶分层,后才底分层。
3、本区移交的首采工作面为20911工作面。
第二节采区巷道布置及采煤方法
一、区段划分
本采区划分三个区段,工作面单翼布置,分别为2091、2093、2095共计3个工作面。
二、巷道布置
1、采区准备巷道
该区采用走向长壁法开采,209采区轨道、皮带、回风三条下山开拓,皮带下山位于煤导底板岩石中,轨道下山沿煤层顶板掘进,回风下山上部为煤巷,下部由于受断层影响布置在煤层顶板岩石中。
2、采区回采巷道
六矿开采二1煤层,回采巷道设底板岩石抽放巷,沿煤层顶、底板布置回采工作面顺槽,顺槽与底抽巷由岩石横川联系,回采巷道采用单巷布置,区段(工作面)之间采用沿空掘巷方法布置,留设煤柱1~1.5m。
三、采煤方法
1、1、开采条件
该区可采煤层为二迭系山西组二1煤层,平均煤厚7.36m。
煤层走向
变化较大,煤层走向变化范围5°~91°。
煤层倾角14.2°~23.8°,平均倾角18.5°
2、2、采煤方法
采用走向长壁、倾斜分层,全部垮落采煤法,高档回采顶分层,回采高度2.0m;底分层采用炮采放顶煤开采,回采高度5.36m。
第三节采区供电及通讯
一、采区供电
㈠电力负荷统计
1、209采区泵房主排水泵负荷:
泵房主排水泵装机容量为:
N总=2×132kw=264kw
最大涌水期负荷为(同时工作2台):
S1=n×Pecosψ=(2×132/0.92)×1=287KVA
式中:
n——工作台数;
Pe——单台水泵配套电机功率;
cosψ——配套电机功率因数,取0.92;
Kt——同时系数,Kt取1。
2、20911工作面、下顺槽正常生产负荷:
S2=kx·ΣPecosψpj=0.5×387.50.7=276.78KVA
式中:
KX——需用系数,取0.5
cosψpj——加权平均功率因数,取0.7
ΣPe——20911工作面负荷,KW
ΣPe=2×55+3×1.2+7.5+11.4+3X40+15+3X40=387.5KW
3、20931煤巷掘进工作面、上顺槽负荷:
S3=kx·ΣPecosψpj=0.4×73.80.6=49.2KVA
式中:
Kx——需用系数,取0.4
cosψpj——加权平均功率因数,取0.6
ΣPe—掘进工作面、上顺槽负荷,KW
ΣPe=2×1.2+2*30+11.4=73.8KW
4、20931煤巷掘进工作面、下顺槽运输机负荷:
S4=kx·ΣPecosψpj=0.4×102.40.6=68.2KVA
式中:
Kx——需用系数,取0.4
cosψpj——加权平均功率因数,取0.6
ΣPe——掘进工作面、下顺槽运输机负荷负荷,KW
ΣPe=2×1.2+2*30+40=102.4KW
5、南翼三水平辅助回风巷掘进负荷;
S5=kx·ΣPecosψpj=0.4×71.50.6=47.6KVA
式中:
Kx——需用系数,取0.4
cosψpj——加权平均功率因数,取0.6
ΣPe——南翼三水平辅助回风巷掘进负荷;
ΣPe=2×17+28+4+5.5=71.5KW
6、下山采区轨道提升绞车:
S7=kx·ΣPecosψpj=55/0.9=62KVA
Pe=62KW
Kx—取1。
7、主皮带上山运输机
S8=kx·ΣPecosψpj=2×90/0.92=196KVA
ΣPe=2×91=180KW
Kx—取1。
通过以上计算,各负荷点负荷统计如下:
井下209采区变电所负荷:
SΣ=S2+S3+S4+S3=287+276.78+49.2+68.2+47.6=728.78KVA
三水平中央变电所增加负荷:
(轨道下山绞车、主皮带上山运输机)
SΣ=S7+S8=62+196=258KVA
㈡高压电缆选择:
1.09采区变电所(南一变电所)高压电源电缆:
SΣ=728.78+287=1015.78KVA
其对应的负荷电流:
IΣ=3SΣ·Ve=97.7A
根据长时负荷电流、短路电流、热稳定计算,选择MYJV22—6KV—3×50mm2电缆,其长时工作电流为Ie=158A,由二水平中央变电所直接供给09采区变电所(南一变电所),双回路L=2×600m。
当其中任一回路发生故障,另一回路均能担负09采区变电所(南一变电所)承担的全部动力负荷
㈢供电系统综述:
09采区供电系统主要包括:
南五水泵房、轨道下山绞车、皮带上山运输机及担负的20911工作面、下顺槽、20931掘进工作面动力的供电。
在09采区变电所(南一变电所)内安装有PBG型高爆开关8台,低爆馈电开关17台,开关型号为KBZ-400,变压器型号分别为KBSG-500/6、KBSG-315/6、KBSG-200/6共3台。
变电所动力负荷统计表
设备名称
台数
电动机额定功率(KW)
电压(V)
额定电流(A)/起动电流(A)
电机功率合计(KW)
刮板动输机
1
2*55
660
2*63/2*441
110
刮板运输机
2
2*40
660
2*45/2*261
80
11.4绞车
2
11.4
660
13.7/95.5
22.8
JD40绞车
2
40
660
45/292.5
80
小皮带
2
15
660
17/119
30
乳化液泵
1
15
660
44.8/282.8
37
耙岩机
1
3.7
660
20/133
17
喷浆机
1
5.5
660
6.3/41
5.5
局扇
2
28
660
31.2/218
56
水泵
2
132
660
155.2/931
264
变电所专用风机负荷统计表
设备名称
台数
电动机额定功率(KW)
电压(V)
额定电流(A)/起动电流(A)
电机功率合计(KW)
局扇
2
28
660
31.2/218
56
二、通讯
209采区通讯系统利用在二水平大巷内安装20对防爆分线盒出线。
分别在209采区变电所、泵房、2091工作面、下顺槽皮带巷、轨道下山绞车房、皮带下山运输机驱动硐室、209采区避难硐室、2093煤巷掘进头、南翼三水平辅助回风巷安装防爆电话各1部,共计9部防爆拨号电话。
第三章采区通风
第一节概况
六矿采用混合抽出式通风方式,主井、新副井、老副井、中央风井进风,小庄风井、东风井回风。
小庄风井主要承担南翼通风,东风井主要承担东翼及北翼通风。
采煤工作面采用U型通风,掘进工作面采用压入式通风。
第二节采区通风
一、通风系统
首采工作面2091通风线路:
主、副井→井底车场→二水平南大巷→209采区轨道、皮带下山→209轨道一车场→2091下顺槽→2091工作面→2091上顺槽→209采区专用回风巷→2109回风巷→南翼流煤下山→二水平南翼总回风下山→小庄风井→地面
二、风井数目、位置及服务范围
1、六矿由主井、新副井、老副井、中央风井进风,中央、小庄、东风井回风,小庄风井主要承担南翼通风(209、211采区),东风井主要承担东翼、北翼通风(214、212、北四采区)。
2、风井位置
⑴小庄风井位于井田南部,井口坐标为:
X=3972955,Y=516514,Z=163.225。
⑵中央风井位于井田中央部,井口坐标为:
X=3974956.496,Y=517193.297,Z=151.2。
⑶东风井位于井田东部,井口坐标为:
X=3976025,Y=518740,Z=175.5。
三、采掘工作面及硐室通风
1、掘进工作面采用局部扇风机压入式通风;
2、采煤工作面采用主扇风机,U形通风方式,即一进一回。
3、井下各硐室利用矿井主扇负压及调节风门、风窗通风。
四、采区风量
209采区按1个工作面生产,两个煤巷掘进面,一个岩巷掘进面掘进,各采掘面风量计算如下:
①采煤工作面所需风量计算
Q采=100×q采×KCH4
Q采——回采工作面实际需要风量,m3/min;
q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量,m3/min;矿井瓦斯涌出量指采掘工作面回风流绝对瓦斯涌出量,不含瓦斯抽放量。
KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。
(正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。
根据六矿统计资料采煤工作面q采在8~11m3/min
取q采=11m3/min
Q采=100×11×1.3=1430取Q采=1500m3/min
②岩巷掘进工作面所需风量计算
Q掘=(7.8)/t
式中:
Q掘-----采用压入式通风时,稀释炮烟所需风量,m3/min
t-----掘进巷道的通风时间,min,取30;
S-----掘进巷道的净断面,m3,取10.85;
L-----掘进巷道的通风长度,m,取500;
P-----风筒进出风量之比,取1.5;
A-----同时爆破的炸药量,kg,取18kg。
Q掘=(7.8×/30=160m3/min
取Q掘=200m3/min
③煤巷掘进工作面所需风量计算
Q掘煤=100×q×K
式中:
Q掘煤-----煤巷掘进工作面所需风量m3/min
q-----煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量m3/min
K-----瓦斯涌出不均衡系数,K=1.8
根六矿收集资料,煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量在1.12~2.36m3/min,取最大值q=2.36m3/min
Q掘煤=100×2.36×1.8=423m3/min
根据六矿煤巷掘进的实际供风量统计资料取Q掘煤=450m3/min
2个煤巷掘进面共需配风900m3/min。
④抽放工作面和硐室实际需风量
根据《规程》要求和生产矿井的实际配风情况。
抽放工作面和硐室实际配风量如下:
抽放工作面配风量600m3/min;
采区变电所配风120m3/min;
井下火药库配风量120m3/min;
充电硐室配风量120m3/min;
采区绞车房配风量120m3/min;
其他地点配风量240m3/min;
风量合计:
Q=1500+900+200+600+120+120+120+120+240=3920m3/min
五、通风设备
截至目前中央风井已停运。
小庄风井于1978年投入运行,现安装两台风机,1、2号风机均为AGF606-1.88-1.12风机,1号风机作为备用风机。
东风井于1995年投入运行,现安装两台AGF606-2.44-1.2风机,现运行为1号风机,2号风机作为备用风机。
小庄风井设反风道,东风井为反转反风,反风量可达到正常风量的40%以上。
六、矿井通风系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析
矿井采用抽出式通风,从技术角度上讲有以下优点:
1、井下风流处于负压状态,当主扇因故停止运转时,井下风流压力提高,可使采空区瓦斯涌出量减少,比较安全;
2、漏风量小,通风管理比较容易;
3、矿井风量按实际需要配风,并考虑漏风系数,保证了矿井生产所需风量。
4、矿井有3个能通达地面的安全出口,安全出口间距离大于30m,保证了人员撤出的安全性;
5、巷道内设置有常开风门,常闭风门,保证了风力的流向。
6、井下各掘进面均配有两部2×15kw的局部扇风机,并考虑了风电闭锁及备用风机。
综上所述,六矿在通风方面,从系统、风量、通风设备、通风设施等方面都作详细的考虑,因此六矿的通风系统近期是安全可靠的。
在实际生产中,应根据实际供风情况,确定采区的产量。
第四章防突设计
六矿二1煤层具有储气条件好,瓦斯含量高,逸散条件差,
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