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黔西县红林春光马拉硐煤矿

2014—2016年度

采掘接续、瓦斯治理和探放水作业计划

编制 :

审核: 矿长:

编制日期:

2014年3月21日

目 录

第一章 集团公司概况..................................................................1 一、公司概况...........................................................................1 二、集团公司涉煤部门岗位设置情况....................................3 三、公司管理机构架构图........................................................4 第二章 煤矿开采现状................................................................5 第一节 矿井概况..................................................................5 第二节 管理机构岗位设置及劳动定员.............................23 第三节 2013年生产计划执行情况....................................25 第三章 2014-2016年采掘计划编制说明.................................27 第一节 编制依据.................................................................27 第二节 矿井采掘作业计划.................................................27 第三节 瓦斯抽采计划计划.................................................35 第四节 矿井探放水工程计划.............................................59 第五节 采掘抽探连锁工程综合分析.................................62

第六节 经济评价.................................................................62 第七节 采掘生产计划指标.................................................62 第四章 矿井“四量”情况.......................................................63 附件:

1、贵州华电安顺华荣投资有限公司《营业执照》《安全生产许可证》复印件;

2、 贵州华电安顺华荣投资有限公司安全生产许可证复印件;

3、贵州华电安顺华荣投资有限公司瓦斯防治能力的批复文件复印件; 4、黔西县春光马拉硐煤矿《营业执照》复印件; 5、黔西县春光马拉硐煤矿《采矿许可证》复印; 6、黔西县春光马拉硐煤矿《安全生产许可证》复印;

7、黔西县春光马拉硐煤矿《二采区安全设施设计》送审稿复印件。 附表:

表一 2014-2016年度采掘接续计划汇总表; 表二 2014-2016年度回采工作面接续作业计划表; 表三 2014-2016年度掘进工作面接续作业计划表; 表四 2014-2016年度治理工程计划表;

表五 2014-2016年掘进工作面探放水工程计划表。 表六 2014-2016年掘进工作面探放水工程计划表。 附图:

图一 《井上下对照图》比例1:2000 图二 《采掘工程接续平面图》比例1:2000 图三 《瓦斯治理工程布置平面图》比例1:2000 图四 矿井水文地质图 比例1:2000

图五 矿井井下水害预测图(应标明积水线、探水线、警戒线位置)比例1:2000

图六 矿井采掘工作面探放水工程平面布置图 比例1:2000

图七 综合横道图(每个工序上对应标注掘进巷道长度、回采煤量、探放水钻孔工程量以及瓦斯抽放量等相关参数)。

第一章 集团公司概况

一、集团公司注册地、注册资金、所属基本情况、是否具备瓦斯防治能力等。

1、贵州华电安顺华荣投资有限公司(以下简称“华电安顺华荣”),是贵州乌江水电公司控股企业。公司位于安顺市,注册资本金4.85亿元,主要以矿业为主,设计产能297万吨,实际生产能力为319万吨。乌江水电公司控股占51%,安顺华荣占49%,贵州华电安顺华荣投资有限公司为乌江水电公司的下属公司,公司2012年10月25日取得《安全生产许可证》,2013年5月3日通过能源局瓦斯防治能力评估,2013年5月17日贵州省能源局第三批公示公示具有兼并重组主体资格。

2、贵州华电安顺华荣投资有限公司下属安顺华荣矿业集团公司和毕节华荣煤业有限公司,共24对矿井,分别为黄河沟煤矿、绿塘煤矿、张家寨煤矿、杨柳田煤矿、坡上田煤矿、黔兴煤矿、永顺煤矿、普茂煤矿、元江煤矿、普鑫煤矿、莆龙煤矿、莆华煤矿、长兴煤矿、赣贵煤矿、洪水沟煤矿、七公里煤矿、滥坝煤矿、辉煌煤矿、春光煤矿、瑶朝煤矿、龙峰煤矿、大转弯煤矿、前进煤矿。

设计产序号 矿名 位置 类型 能(万吨) 七公里煤1 矿 2 龙峰煤矿 百纳乡 大方县 3 前进煤矿 普底乡 鑫鑫瑶朝4 煤矿 春光马拉5 硐煤矿

煤层储量(万瓦斯 煤种 自燃吨) 等级 无烟高瓦斯 煤 无烟Ⅲ 829 织金县 生产 城关镇 大方县 生产 9 高瓦斯 15 Ⅲ 煤 无烟479 整合 黔西县 生产 仁和乡 黔西县 生产 红林乡 1

9 高瓦斯 煤 无烟Ⅲ 1004 15 高瓦斯 煤 无烟Ⅲ 813 15 高瓦斯 煤 Ⅲ 593

织金县 6 辉煌煤矿 城关镇 大转弯煤7 无烟整合 30 高瓦斯 煤 高瓦斯 无烟生产 15 煤 瓦斯 无烟整合 9 煤 Ⅲ 185 Ⅲ 755 Ⅲ 1115 大方县 百纳乡 安顺市西矿 张家寨煤8 矿 秀区蔡官镇 安顺市西杨柳田煤瓦斯 无烟生产 15 煤 Ⅲ 644 9 矿 秀区蔡官镇 安顺市西坡上田煤瓦斯 无烟生产 15 煤 Ⅲ 458 10 矿 秀区蔡官镇 安顺市西瓦斯 无烟整合 9 煤 Ⅲ 560 11 绿塘煤矿 秀区轿子山镇 安顺市西瓦斯 无烟技改 15 煤 Ⅲ 450 12 黔兴煤矿 秀区蔡官镇 安顺市西瓦斯 无烟整合 9 煤 Ⅲ 413 13 永顺煤矿 秀区蔡官镇 安顺市西瓦斯 无烟整合 9 煤 Ⅲ 617 黄河沟煤14 矿 山镇 普定县 15 普鑫煤矿 猫洞乡 普定县 16 元江煤矿 猫洞乡 生产 15 瓦斯 生产 15 瓦斯 秀区轿子无烟Ⅲ 煤 无烟Ⅲ 煤 702 618

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普定县 17 普华煤矿 化处镇 普定县城18 莆龙 西龙场乡 洪水沟煤19 矿 20 赣贵煤矿 珠藏镇 织金县 21 滥坝煤矿 城关镇 织金县 22 家顺煤矿 城关镇 普定县 23 长兴煤矿 鸡场坡乡 普定县 24 普茂煤矿 猫洞乡 生产 15 关闭 6 整合 9 生产 15 少普乡 织金县 生产 15 织金县 整合 9 整合 9 整合 15 突出 无烟Ⅲ 煤 717 瓦斯 无烟Ⅲ 煤 567 高瓦斯 无烟Ⅲ 煤 高瓦斯 无烟Ⅲ 煤 高瓦斯 无烟Ⅲ 煤 高瓦斯 无烟Ⅲ 煤 高瓦斯 无烟Ⅲ 煤 突出 无烟Ⅲ 煤 231 242 160 554 337 426 二、集团公司部门设置情况。

公司安全生产委员会设总经理、安全、生产副总经理、总工程师和主任,职能部门有安全监察处、生产技术处、通防处、机电运输处、地测处、总工办、调度室、质量标准化办公室。

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三、集团公司安全生产管理机构架构图

董事长 总经理

安全副总经理

生产副总经理 总工程师

安全 生产 通防处 机电 地测处 总工办 调度室 质量标准化 监察处 技术处 运输处 办公室

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第二章 煤矿开采现状

第一节 矿井概况

一、矿井相关合法手续简述:

1、证照情况简介

《营业执照》证号: 520000000040643;

《采矿许可证》证号:C5200002009111120041967有效期自2009年11月至2018年1月 ;

《安全生产许可证》证号为(黔)MK安许证字【0758】,有效期自2012年5月21日至2015年5月20日。

2、《开采方案设计》、《安全专篇》、《采区接替设计》批准时间及文号等。

详述矿井开拓方式,水平、采区划分,开采顺序、采煤方法及采煤工艺

《开采方案设计(变更)》批复时间:2010年5月24日,批准文号为黔能源发【2010】248号;

《安全专篇(变更)》批复时间:2010年11月10日,批准文号为黔煤安监毕[2010]202号 ;

《采区接替设计》于2014年1月委托贵州大学勘察设计研究院编制《春光马拉硐煤矿二采区安全设施设计》。

矿井开拓式 :为平硐开拓, 水平:一个水平+1600m,采区划分:二个采区,+1600m标高以上为一采区,+1600m标高以下为二采区,开采顺序:先采一采区,后采二采区,采煤方法及采煤工艺,采用走向长壁后退式采煤法,采煤工艺采用炮采,采用全部垮落法管理顶板。

3、矿井开拓现状:已形成的巷道分别情况及目前的采掘作业点、

各煤层采空区分布情况

矿井开拓现状:现生产水平为一采区,三个井筒,主平硐布置在+1591m标高,总长780m,副平硐布置在+1593m标高,总长640m回风平硐布置在+1591m标高,总长690m,三条井筒到达矿区走向中部后在C15煤层中沿煤层倾向布置一采区三条上山。分别是运输上山、轨道

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上山和回风上山,在轨道上山沿煤层走向方向布置11501首采工作面的运输顺槽,在+1680m标高布置11501工作面回风顺槽,开切眼形成首采工作面。在一采区轨道上山+1620m标高布置11502运输顺槽掘进工作面;在+1640m标高布置11502回风顺槽掘进,开切眼形成接替面。现有一个回采工作面为11507工作面,位于一采区西翼,一个掘进工作面为11504掘进工作面,各煤层采空区分布情况:一是矿井东北部+1591m以上沿C9煤层露头线+1498m以上的采空区,面积约98038㎡,二是矿井东南部边界处C9煤层,采空区其面积约63616㎡;三是原竹林煤矿在下山部分西侧C9煤层采空区其面积约77379㎡。四是以采区+1600m-1690mC15煤层,11501、11502、11503、11505回采工作面,采空区面积约约101500㎡。共计采空区面积340533㎡.

二、矿井生产基本情况

1、煤矿设计规模、性质、瓦斯等级鉴定情况

设计生产能力:15万吨/年,个人独资企业(生产矿井)

瓦斯等级鉴定情况:根据贵州省能源局文件(黔能源发[2011]792号《关于 请求审批毕节市2011年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告》(毕市工能呈【2011】345号), 矿井绝对瓦斯涌出量为1.744m3/min;(黔能源发[2012]498号《关于 请求审批毕节市2012年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告》(毕市工能呈【2012】211号)矿井绝对瓦斯涌出量为2.45m3/min,两年鉴定结果均属高瓦斯矿井;

2、煤与瓦斯突出鉴定情况:2009年9月我矿委托中国矿业大学矿山开采与安

全教育部重点实验室提交了《春光马拉硐煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》鉴定结果春光马拉硐煤矿C15在鉴定范围(标高+1535m以上的C15)内无突出危险。

3、煤层自燃倾向性、煤层爆炸性情况:根据贵州省煤田地质局实验室2007

年12月对春光煤矿 C9号、C15号煤层作出的 “煤炭自燃倾向性鉴定报告表”:结论:各煤层自燃倾向性均为不易自燃(Ⅲ类)。

根据贵州省煤田地质局实验室2007年12月对春光煤矿煤矿C 9 、C 15 号煤层作出的“煤尘爆炸性鉴定报告表”:结论:各煤层煤尘均无爆炸性。

4、质量标准化及突出管理情况:毕节市煤矿安全质量标准化建设工作领导小

组于2012年11月25日评定春光煤矿井安全质量标准化等级为二级;

5、预测瓦斯含量,计算绝对瓦斯涌出量、相对瓦斯涌出量。

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我矿于2011年 8月委托贵州兴煤矿科技有限责任公司编制提交的《春光煤矿瓦斯抽采方案设计》预测瓦斯含量 18.375m3/t.,计算绝对瓦斯涌出量 11.8 m3/nim,相对瓦斯涌出量 37.39 m3/t.

三、矿井生产地质概况:

1、构造类型

矿区位于沙厂北斜南翼,其地层走向近东西向,倾向近南,倾角10°-15°,无明显的次级褶皱,为单斜岩层。区内地表未发现断层,仅在煤窑开采过程中发现两条落差小于2m的隐状断层,对煤层开采影响较小。因此对工作面顶板压力的影响不是很明显 地质构造复杂类型属简单类型。

2、煤层及煤质

1)可采煤层层数、厚度、倾角、结构

矿区主要可采煤层为C9、C15,由上到下叙述如下: C9煤层

位于龙潭组(P3l)中上部,上距长兴组灰岩57~60m,煤层厚度1.80m~2.60m平均厚度2.40m。局部地段仅1层夹矸,夹矸岩性为(含)碳质泥岩及泥质粉砂岩,且含丰富植物化石碎片。

C15煤层

位于龙潭组(P3l)中下部,上距C9煤层46~54m,下距茅口灰岩3~5m,呈层状产出,厚度1.45~2.15m,平均厚2.00m。一般含1~2层夹矸,单层夹矸厚度0.15~0.67m。夹矸岩性为碳质泥岩及粘土岩。

煤层特征见表2-1-1。

表2-1-1 煤层特征表

顶底板岩性 顺域序 组 名称 区煤层层间煤层平距均厚度(m) (m) 结构 性 (度) 煤层稳定倾角煤种 顶板 底板 煤层1 龙潭龙 C9 1.80~2.60 2.40 简单 46~54 简单 稳定 稳定 10~14 10~14 泥岩、粘无烟煤 泥质砂岩 土岩 无烟煤 粉砂质泥岩 粘土岩 2 组 C15 1.45~2.15 2.00 3、煤层顶底板

1)C9煤层:顶板岩性以粉砂质泥岩为主,顶板为碳质泥岩,且含丰富植物化石碎片,易风化剥离,遇水易膨胀、软化,为不稳定顶板。底板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩,直接底

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板为含碳质粘土岩、碳质页岩,易风化剥离,遇水易膨胀、软化,为不稳定底板。

2)C15煤层:顶板:泥质砂岩,伪顶含泥碳质粉砂岩及碳质粘土岩,易风化、崩解,遇水易膨胀、软化,为不稳定顶板。底板为粘土岩、钙质泥岩,易风化崩解,遇水易膨胀、软化,为不稳定底板。

四、矿井水文地质概况

1、矿井水文地质概况

(1)、矿井主要地层、地质构造情况

区域地层出露地层有中二叠统茅口组、上二叠纪龙潭组、长兴组十大隆组,下三叠纪夜郎组及第四系,由老至新叙述如下:

茅口组(P2m):分布矿区外围北东部,岩性为灰色、浅灰色厚层、块状细晶灰岩、白云质灰岩、厚度大于100m。

龙潭组(P31):岩性由浅灰色、灰色、黑灰色、黑灰色细粒至粉沙粒碎屑岩、泥灰岩、灰质泥岩、煤及灰岩等组成,含C9、C15两层可采煤层,与下伏茅口组假整合接触,厚120-140m。

长兴组(P3c+d):成北西向条带状分布于矿区,岩性由灰色、浅灰色中厚层至厚层细晶灰岩、燧石灰岩、泥质灰岩组成,厚33m。其中顶部2m为褐黄色薄层硅质岩与粘土岩互层,夹灰绿层玻屑凝灰岩,与下伏龙潭组为整合接触。

夜郎(T1y)组:分布于矿区西部,按岩性特征由下往上可划分为3个岩性阶段:沙堡湾段(T1y1)、玉龙山段(T1y2)、和九级滩段(T1y3),分述如下:

沙堡湾段(T1y1)

为浅灰色、浅绿灰色薄层状钙质泥岩、泥岩夹薄层状、泥灰岩。普遍发育水平纹理构造。底部见厚约0.20m黄色粘土岩。产瓣鳃类、菊石动物化石。厚度为20-30m,与下伏长兴组为整合接触。

玉龙山段(T1y2)

为浅灰、灰色及浅灰绿色中厚层状泥灰岩、灰岩及泥质灰岩;泥晶结构、泥质结构为主,顶部发育鲕粒状结构;部分地段发育水平纹理及脉状层理构造。厚150-250m。

九级滩段(T1y3)

为暗紫色、紫褐色薄层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩及钙质泥岩,夹浅灰色薄层状泥质灰岩;发育水平纹理、透镜状层理及脉状层理构造。具双壳类动物化石。厚度大于100m。

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第四系(Q):残坡积土层腐殖土层。岩性为灰黄、褐黄、黄灰色粘土、亚粘土及亚砂土,断续夹分布不均的砂烁石,结构松散。厚度0-5m,主要分布于洼地记平坦地带。与下伏各地层均为不整合接触。

(2) 矿井各含水层、隔水层情况

1)、含水层岩组 ①玉龙山段:

分布在矿区北西部,下部以薄至中厚层状灰岩为主,时夹钙质泥岩,上部为鲕状灰岩,厚190-350m,为岩质裂隙含水层,富水性强。该含水岩组与C9煤层间隔约90-100m,其间沙堡湾段(T1y1)等隔水岩组的厚度为10-30m。

②长兴组(P3c)

岩溶含水岩组:分布在矿区南东部,岩性主要为生物碎屑灰岩及燧石灰岩,厚28-46m,在矿区呈长条形分布,多形成陡坎,接收大气降水补给较差,但部分地段溪沟水可通过溶蚀裂隙等得到地表水体的补给。岩溶发育,含裂隙溶洞水。该岩组距C9煤层顶板60m,距C15煤层顶板86m。

③茅口组岩溶含水岩组(P2m)

分布在矿区南东部矿界附近,岩性以厚层块状灰岩为主,其溶洞、地下暗河发育,含裂隙溶洞水,在矿区内出露厚度大于100m,易接受大气降水及地表水的补给,富水性强,含水性极均匀。

2)、隔水层岩组

①龙潭组(P3l)碎屑岩弱含水岩组:

岩性主要为粘土岩与泥质粉砂岩,为含煤地层,厚120-140m。其中C9煤层距长兴组底板约60m, C15煤层上距C9煤层约26m,下距茅口组顶板约5m,含水性差,为弱含水岩组,主要起隔水作用。

②沙堡湾段(T1y)碎屑岩隔水岩组:

分布在矿区南东部,岩性主要为钙质粘土岩,本区厚度一般21m,隔水性相对较好。

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(3)、矿井各煤层与含水层、隔水层关系

1)、主要含水层或积水区与主要开采煤层之间的关系 ①、玉龙山段:

分布在矿区北西部,下部以薄至中厚层状灰岩为主,时夹钙质泥岩,上部为鲕状灰岩,

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厚190-350m,为岩质裂隙含水层,富水性强。该含水岩组与C9煤层间隔约90-100m,其间沙堡湾段(T1y1)等隔水岩组的厚度为10-30m。采煤所产生的导水裂隙带最大高度据经验公式计算为44m,故该岩组所含岩溶水,成为未来C9煤层矿井冲水水源的可能性较小。

②、长兴组(P3c)

岩溶含水岩组:分布在矿区南东部,岩性主要为生物碎屑灰岩及燧石灰岩,厚28-46m,在矿区呈长条形分布,多形成陡坎,接收大气降水补给较差,但部分地段溪沟水可通过溶蚀裂隙等得到地表水体的补给。岩溶发育,含裂隙溶洞水。该岩组距C9煤层顶板60m,距C15煤层顶板86m,采煤所产生的导水裂隙带最大高度,据据经验公式计算为44m,相对来说,长兴组岩溶含水岩组对C9、C15煤层矿井的冲水影响较小。

③、茅口组岩溶含水岩组(P2m)

分布在矿区南东部矿界附近,岩性以厚层块状灰岩为主,其溶洞、地下暗河发育,含裂隙溶洞水,在矿区内出露厚度大于100m,易接受大气降水及地表水的补给,富水性强,含水性极均匀。该岩组上距C15煤层底板5m,故其所含岩溶水通过底板水压力所产生的裂隙进入矿井C15煤层的可能性较大。

原红林乡春光马拉硐煤矿位于一采区上面,采空区主要位于C9煤层,对一、二采区开采有影响,特别是二采区下部,一旦揭穿将可能造成突水事故,更为严重。

原竹林煤矿位于二采区下部,采空区主要位于C9煤层,主要影响二采区开采,与其揭穿亦可能造成突水事故。 (4)矿井地表水体情况

矿区地表水系统,在矿区内南西和南东部发育两条溪沟,分别由北向南和由北西向南东流动,由地表山塘、孔隙水、溶洞水、老窖水及大气降水补给。仅在雨季时有水,溪沟对矿井充水基本无影响。

(5)矿井周边煤矿及老窑情况

1)、临近矿井和小(老)窑涌水及积水情况

地质报告未提供周边附近小窑情况,由于矿区位于经济不发达的山区,在以往长期历史时期中,当地村民为了生存,在矿区煤层露头附近进行采煤活动,但规模不大,仅有零星的老窑,规模小(斜深不大于100米),主要以平硐方式开采,大气降水极易在老窑中汇集,形成老窑积水,但具体位置、范围不清。

业主必须定期收集、调查和核对相邻矿井及废弃老窑积水情况,掌握本矿采空区范围和积水情况。将矿界以外至少100m范围内邻近矿井的井田位置、开采范围、积水情况标绘在井

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上下对照图上。

2、井田内废弃的矿井、小窑老塘积水情况 根据地质勘查报告提供资料整理如下:

原红林乡春光马拉硐煤矿位于矿区东南部,其开采系统为平硐开拓,主平硐沿C15煤层布置,标高在+1591m水平标高,在此标沿煤层倾向布置两条上上山;一条进风,另一条回风,在中部连接主平硐和回风平硐。构成开拓系统,主要采用走向长壁后退式。

原竹林煤矿位于矿区西南部,其开拓系统为平硐开拓:主平硐从C9煤层顶板开口,揭露C9煤层,沿此煤层底板布置生产系统,采用走向长壁后退式开采。

目前C9已经基本采空, C15煤层浅部也有小部分被小煤窑开采。采空区分布见整合前矿区范围C9煤层和C15煤层采掘工程平面图。

地质报告(包括图纸)未提供小窑积水范围、积水量、积水标高情况,业主应重新调查,以确认其危害,并在采掘工程图上绘出。

矿井在采掘过程中要坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”,以及“有疑必停”的原则,防治突水事故的发生。

(6)矿井各煤层开采情况

春光马拉硐煤矿可采煤层二层(C9、C15煤层),C9煤层已开采完成,现开采C15煤层。

(7)矿井实测最大、最小涌水量情况

通过调查,了解到原2个煤矿矿井各用一台功率为7.5KW,排水能力为30m3/h的水泵排水,水泵实际抽水能力为10—15m3/h。正常时每天抽水一次,一次约1~1.5小时;雨季时每天抽水一次,每次约2~2.5小时;单个矿井目前的实际涌水量为:正常涌水量为15m3/d,最大涌水量为20m3/d。

(8)矿井最低侵蚀基准面标高

根据2013年3月贵州地质工程勘察院提交的《春光煤矿地质调查补充勘查地球物理勘探报告》矿井积水面标高在1600m以下,且最低侵蚀基准点位于沟底煤矿。

2、矿井水文件地质类型划分情况

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表2-1 矿井水文地质类型

类 别 分类依据 简单 受采掘破坏或影响的含水层及水体 中等 复杂 受采掘破坏或影响的主要是岩溶含水层、厚层砂砾石含水层、老空水、地表水,其补给条件好,补给水源充沛 极复杂 受采掘破坏或影响的是岩溶含水层、老空水、地表水,其补给条件很好,补给来源极其充沛,地表泄水条件差 受采掘破坏受采掘破坏或影响的孔或影响的孔隙、裂隙、岩隙、裂隙、岩溶含水层,补溶含水层,补给条件差,补给条件一般,给来源少或有一定的补极少 给水源 含水层性质及补给条件 单位涌水量q(L·s-1·m-1) q≤0.1 0.1<q≤1.0 1.0<q≤5.0 q>5.0 存在少量老空积水,位无老空积水 置、范围、积水量清楚 180<Q1≤600 Q1≤180 (西北地区矿井(西北地区90<Q1≤180) 涌水正常Q1 Q1≤90) 300<Q2≤1 量 最大Q2 Q2≤300 200 (m3·(西北地区(西北地区h-1) Q2≤210) 210<Q2≤600) 3突水量Q(h-1) 无 Q3≤600 3m·矿井偶有突水,采掘工程开采受水害 采掘工程不受水害影响,影响程度 受水害影响 但不威胁矿井安全 防治水工作防治水工作 防治水工作简单或易于难易程度 简单 进行 矿井及周边老空水 分布状况 存在少量老空积存在大量老空积水,位置、范围、水,位置、范围、积水量不清楚 积水量不清楚 600<Q1≤2 100 Q1>2 100 (西北地区180(西北地区Q1>1 <Q1≤1 200) 200) 1 200<Q2≤3 000 Q2>3 000 (西北地区600(西北地区Q2>2 <Q2≤ 100) 2 100) 600<Q3≤1 800 Q3>1 800 矿井时有突水,矿井突水频繁,采采掘工程、矿井掘工程、矿井安全安全受水害威胁 受水害严重威胁 防治水工程量较大,难度较高 防治水工程量大,难度高

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2012年1月委托贵州兴源煤矿科技有限责任公司 提交的《春光马拉硐煤矿 水文地质调查报告》该矿井的顶、底板进水的水文地质条件复杂的裂隙充水矿床,水文地质勘查类型为Ⅲ类Ⅱ型。

3、矿井水文地质补勘情况

春光马拉硐煤矿与2013年3月由贵州地质工程勘察院进行水文地质调查补勘,补勘报

告结论,我矿轻度水患预测区1个,中度水患预测区1个,重度预测水患区2个。在这异常区域进行巷道作业或者采掘时,要切实做好井下水文工作,先探后掘,先做好预警工作,防范于未然。

4、矿井防治水机构设置情况

根据该矿实际情况须建立防治水机构。矿井的主要负责人、实际控制人是矿井防治水工作的第一负责人,总工程师是具体负责防治水工作的技术管理工作。矿长全面负责,安全矿长、生产矿长、机电副矿长对分管领域内的防治水工作负责。防治水小组由3名以上的专业技术人员(含2名地测人员)、6名探水作业人员以及3名其他工作人员组成。详见防治水组织机构图8-1-1。

法人代表矿长防治水领导小组安全副矿长总工程师生产副矿长机电副矿长救护队防治水工程队排水、供电组 采掘、通风、地质测量技术员探放水人员其它

5、矿井井下探放水原则及水害分析

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(1)探放水原则:“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”。 水害分析:

矿井的充水因素既决定于水文地质条件,又决定与开拓形式,充水强度受充水水源和通道影响。

一、矿井充水水源

矿坑充水水源有5种,其中大气降水、老窑积水是矿井充水的主要因素,次为地下水。

1、大气降水对矿床充水的影响

大气降水是矿区地下水的主要补给来源,因此,大气降水对矿床冲水有着较大的影响。矿区主采煤层C9和C15煤层顶板厚度均小于顶板安全厚度,整个矿区煤层顶板均为不稳定顶板。矿区大面积采煤时,顶板岩层将产生不同程度的岩层移动及变形,地面将产生塌陷、地裂缝、不均匀沉降、冒落裂隙等,采掘系统上伏地面地势低洼处,大气降水及地表迳流向地势低洼处汇集,经地裂缝、塌陷裂隙、冒落裂隙直接渗入采掘系统,形成矿坑涌水。

2、地表水对矿床充水的影响

矿区地表水系统,在矿区内南西和南东部发育两条溪沟,分别由北向南和由北西向南东流动,由地表山塘、孔隙水、溶洞水、老窖水及大气降水补给。仅在雨季时有水,溪沟对矿井充水基本无影响。

3、地下水对矿床冲水的影响

对矿床充水影响较大的地下水为长兴灰岩及玉龙山灰岩地下水,当采动裂隙贯穿长兴灰岩及玉龙山灰岩时,该含水层中的地下水通过采动裂隙、冒落裂隙直接进入矿井,形成矿井涌水。

4、老窖积水对矿床充水的影响

由于矿区位于经济不发达的山区,在以往长期历史时期中,当地村民为了生存,在矿区煤层露头附近进行采煤活动,但规模不大,仅有零星的老窑,规模小(斜深不大于100米),主要以平硐方式开采,大气降水极易在老窑中汇集,形成老窑积水。

当矿山进行生产时,在生产矿井掘进过程中,若沟通老窑积水,会形成老窑突水,当突水量较大时,将产生老窑积水淹没矿井、冲毁矿井的采矿设备、造成人生伤亡及财产损失的安全事故。

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5、构造破碎带对对矿床充水的影响

矿区为一向南东倾斜,倾向152°,倾角10°的单斜构造,无断层距离大于5m的断裂构造,地质构造简单,无对矿床充水有影响的构造破碎带。

根据以上情况分析,矿区内无大的地表水体,各充水岩组之间在自然状况下无水力联系或仅有弱水力联系,充水因素主要为裂隙水及地表水通过采动裂隙带导入,对矿井的影响不大,该矿水文地质条件中等偏复杂。在今后的开采过程中,必须留足够的各种保护煤柱,对各煤层的开采要特别注意矿井附近的老窑积水,必须加强矿区内老窑的探放水工作,坚持“预测预报、有掘必探,先探后掘,先治后采”,必要时应修筑防水墙。

表3-2-1 水患威胁程度表 水患类型 特征 威胁程度 备注 小窑水、老空水 浅部小窑和老空,采空客观存在 底板茅口灰岩水 C15煤层采动后岩石裂隙突水 主要水患 突水 主要水患 突水 地表水 沿构造裂隙或岩层裂隙、采矿产生的渗入矿坑而造 次要水患 导水裂隙带进入矿井。 成涌水量增大 区内未发现断层,仅存在裂隙和节理,并有裂隙水出现。 水患威胁不大 增加矿井涌水量 裂隙水

(2)探放水的方法 :根据我矿的防治水的技术水平和防治水设备设施配备情况,我矿采用钻探的方法进行探放水。

根据防治水规定采掘工作面遇有下列情况之一的,必须加强探放水工作: 1)、接近水淹或者可能积水的井巷、老空或者相邻煤矿; 2)、接近含水层、导水断层 、暗河、溶洞和导水陷落柱; 3)、打开防隔水煤(岩)柱进行放水前;

4)、接近可能与河流、湖泊、水库、蓄水池、水井等想通的断层破碎带; 5)、接近有出水可能的地质钻孔; 6)、接近水文地质条件复杂的区域;

7)、采掘破坏影响范围内有承压含水层或者含水构造、煤层与含水层间的防隔水煤(岩)柱厚度不清楚可能发生突水; 8)、接近有积水的灌浆区;

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9)、接近其他可能突水的地区。

采掘工作面碰到以上情况之一时,必须确定探水线进行探放水,经探水确定无突水危险后,方可前进。

① 必须编制探放水设计,并采取防止瓦斯和其他有害气体等安全措施;

②探水眼的布置和超前间隔,应根据水头高、低和煤(岩)厚度和硬度以及安全措施等在探放水设计中具体规定。 (3) 矿井突水危险分析

详述矿井存在的水患因素、积水分布情况,水患的处理措施。

6、可能发生突水的地点和突水量预计 (1)、可能发生突水的地点

该矿可能发生突水的地点为:各煤层的采空区附近,C15煤层底部的茅口灰岩强含水层。

(2)、突水量预计 1)老空突水

根据目前地质资料提供的图件,井田内存在原红林乡春光马拉硐煤矿、原竹林煤矿,由于地质报告未提供其积水范围、积水标高、积水量等资料,本设计按图上圈定其范围,并假设全为采空区且全部充水进行估算分析如下表: 小窑名称 原红林乡春光马拉硐煤矿 竹林煤矿 图量采空 区面积m2 111290 115255 所在煤层 C9 C9 估计积水 量(m3) 267096 252612 可能突水位置 可能突水量 (m3) 一、 二采区 267096 一、 二采区 252612 2)顶、底板突水 开采平硐标高以上C15煤层时,采用钻孔对C9煤层采空区水疏水降压,疏干水由主平硐水沟排出地表。开采平硐标高以下煤层时,采用反石门巷道疏水降压,疏干水经井底水仓由排水泵排出地表,工作泵的能力,应能在20h内排出24h的正常涌水量,备用泵的能力应不小于工作泵能力的70%,并且,工作泵和备用泵的总能力,应能在20h内排出24h的最大涌水量。本矿矿区范围内C15煤层底板有茅口灰岩强含水层,因此底板突水可能性较大。

水患的处理措施:必须编制探放水设计,并采取防止瓦斯和其他有害气体等安全措施;探水眼的布置和超前间隔,应根据水头高、低和煤(岩)厚度和硬度以及安全措施等在探放水设计中具体规定,必须确定积水线、探水线、警戒线进行探放水,经探水确定无突水危险

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后,方可前进。

五、矿井生产系统(要说明主要设备型号及台数)

1、提升、运输系统

副平硐长 870m,铺设单股18kg/m轻轨轨道,轨道上山下部设有20米长双车道车场。轨道上山全长520米,安装1 台JTPB-1.2×1.0m矿用绞车, 功率为75Kw,各种保护完善,提升钢丝绳型号:6X19+1-右-Φ18.5。

主平硐采用2台TDL—800/2X55胶带输送机, 长度720m、电机功率2×55Kw;采区上山为TDL-650/2x37胶带输送机,运输顺槽采用TDL650胶带运输机配合SGB620/40T刮板机运输。

副井担负材料、矸石的运输任务,采区轨道上山选用

2、排水系统

我矿主、副平硐布置在+1591m标高,回风井布置在+1593m标高,+1591m标高以上涌水均通过上山水沟流入主平硐、副平硐和回风井水沟直接排出地面。

3、通风系统

矿井安装了两台同型号、同能力的FBCDZNO18/2×110Kw型防爆抽出式对旋轴流式通风机,额定风量2700-5460 m3/min、电机功率2×110Kw,1台工作,1台备用。通风方式为中央并列抽出式。局部通风机为压入式,回采工作面采用U型负压通风。

矿井总进风量1506m3/min,总回风量1545 m3/min,总排风量1575 m3/min。 局部通风:掘进工作面采用FBDNO6.0/2×15型对旋轴流式局部通风机压入式通风,均实现“双风机、双电源”自动切换。

4、供电系统

1)电源

我矿采用双回路电源,一回路引自黔西县红林乡10KV变电所,二回路引自金坡10KV

变电所,形成双回路供电。

2)地面供电

地面变电所安装两台S11-500/10/0.4KV变压器供地面设备和照明用电,安装二台

KS-100/10/0.69KV变压器作为井下“三专”,安装二台KS11-630/10/0.69KV作为井下动力

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电源,以上设备均为一台工作,一台备用。

3)井下动力供电

井下动力电源供电采用地面变电所安装的两台KS11-630/10/0.69KV变压器作为井下供电,双回路MY3X95+1×25电缆下井供电。

4)井下局扇供电

井下局扇风机采用了专用变压器、专用开关、专用电缆并安装了风电闭锁和瓦斯电闭锁。地面变电所安装两台KS11-100/10/0.69KV变压器作为井下系列化电源,双回路MY3X70+1×25电缆下井供电。

井下机电硐室电气和其他用电设备及开关安设了接地装置,形成了接地网,井下电气设备都安装了漏电保护。

5、瓦斯抽放系统

2010年6月我矿建立并完善了地面永久性瓦斯抽放系统。矿井低负压抽放系统安装2台2BEC-420型水环式真空泵,额定流量为110m3/min,极限负压为1600pa,配用电机为132kw的防爆电机。高负压抽放系统安装2台2BEC-400型水环式真空泵,额定流量为68m3/min,极限压力1600pa,配用电机为75kw的防爆电机。高负压选择Φ200mm的UPVC抗静电阻燃管作为抽放主管,低负压选择Φ300mm的UPVC抗静电阻燃管作为抽放主管;高负压选择Φ160mm的UPVC抗静电阻燃管作为抽放支管,低负压选择Φ300mm的UPVC抗静电阻燃管作为抽放支管。

目前矿井主要抽放地点为11507采煤工作面和11504掘进工作面,抽放钻孔全矿井共有95个(11507采面回风巷共60个,11504运输巷35个),各抽放地点单孔抽放负压均大于13Kpa。

五、采煤工艺、掘进工艺、打钻工艺概述:

1、采面

详述采煤方法、采煤工艺、矿井作业方式、循环进尺、日进尺数、采面使用设备型号及参数等。

1)采煤方法:采用走向长壁后退式采煤法。工作面采用DW22-300/100型单体液压进行支护,工作阻力为300KN/根,支撑高度为1440~2200mm,初撑力118~157KN;选用HDJA—1200型金属铰接顶梁。“三、四”排支护方式。柱距0.8m,排距1.2m,最大控顶距为5.0m,

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最小控顶距为3.8m,全部垮落法管理顶板。工作面上下出口的“四对八梁”支护

采煤工作面的上下出口是采面各种应力集中的地方,管理不善就会造成工作面冒顶事故。因此,必须在采煤工作面上下端口布置四对八梁支护,即采用八根“π”,每两根成一组;组内两根“π”型梁间距不大于0.2m;组和组之间的间距和工作面柱距相同;呈一梁三柱支护,随着采面工作面送出口时移动。采面上、下巷超前支护均为: 20m段上下两帮采用单体支柱配合铰接顶梁打走向架棚支护。

2)采煤工艺:采用炮采工艺。

3)矿井作业方式:“三·八”制作业,矿井设计年工作日数为300天, “三·八”制作业,两采一准;每天三班作业,每班工作为8小时。

矿井年生产能力为15万吨/年,以一个采区一个炮采工作面达到生产能力,工作面布置在C15煤层,煤层平均厚1.5m,容重1.40t/m3,工作面长度95m,工作面回采率95%。

矿井设计年工作日为300天,日工作制采用“三·八”制,两采一准,循环率90%,日推进度2.4m,则工作面年推进度为:720m

Q=L·M·B·R·C =95×1.50×720×1.40×0.95=13.64 万t/a。 式中:

L——工作面长度,95m; M——平均采高,1.5m; B——工作面年推进度,720m; ?——煤容重,1.40t/m3; C——工作面回采率,取95%。

掘进出煤按10%考虑,则矿井实际生产能力为15.0万t/a,满足15万t/a要求。 4)工作面循环进尺1.2m,日进尺2.4m. 5)主要设备

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表 5-1 回采工作面主要设备配备表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 设备名称 风煤钻 发爆器 回柱绞车 刮板运输机 单体液压支柱 型 号 MQS-50/1.8 MFB-100 JH-8 主要技术参数 功率:1.5kw 转速 420转/分 每次引爆电雷管100发 电压660V,Nc=7.5kw 单位 台 数 量 使用 备用 合计 2 2 4 2 5 1 2 个 3 台 1 台 2 SGB-420/40 电压660v,功率40kw DZ22-30/100 支撑高度1.44m~2.24m 根 640 210 850 台 1 台 1 台 1 把 8 1 4 1 1 2 12 皮带运输机 SD─650/55型 皮带宽650mm,60kw。 金属铰接顶梁 HDJA-1200 乳化液箱 乳化液泵 注液枪 XRXTB XR2B80/200 DZ-Q1 公称压力20MPa,37kw 绳速Vm=2.5m/s,最根 594 126 720 11 提升绞车 JTKB-1.2×1.0 大张力Fmax=25KN,配套电机功率:75kw 台 1 1 2、掘进工作面

详述掘进工艺、循环进尺、日进尺数(分煤巷和岩巷叙述),掘进工作面使用设备型号及参数等。

1)掘进工艺:采用炮掘工艺,岩巷采用锚喷支护,半煤巷,煤巷均采用锚网支护。 2)煤巷掘进规格2x3m=6㎡,循环进尺1.6m,日进尺4.8m,按月工作日25天计算:25x4.8=120m; 岩巷掘进规格2x3m=6㎡循环进尺1.0m,日进尺3.0m,按月工作日25天计算:25x3.0=75m 。 3)掘进工作面使用设备及参数

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表2-1 掘进工作面设备配置表(每个掘进面)

单型号 主要技术参数 单位 SGB-420/40 电压660v,功率40kw 功率:1.5kw 转速 420转/分 额定电压380V、N=15kW 250—450m3/s 耗气量4m3/min,冲击频率:1850次/分 使部部 2 MQS-50/1.8 MYZ-150 台台台 1 台台 1 台台 1 台台 1 台台 1 部台 1 台1111 11 12 1 1 1 11 1121 12 221数量 使备1备合1 2 2411 22 22合序设备名号称 刮板输送机 1 风煤钻 2 探水钻机 用 用 计 台 1 1 2 1局部通风机3 FBDYNO6.0/2×15 4 凿岩机 YT-28 5 防突钻机 MYB-75型液压钻机 电压660v,7.5kW,钻孔深度75m 6 发爆器 皮带运输机7 MFB-100 SD─650/55型 100发 皮带宽650mm,60kw。 绳速Vm=2.5m/s,最大张力 8提升绞车 JTKB-1.2×1.0 Fmax=25KN,配套电机功率:75kw 1 JTKB-1.2×1.0型防爆型单滚筒提升机,绳速Vm=2.5m/s,最大张力Fmax=25KN,配套电机功率:75kw

3、打钻工艺

使用的钻机情况,每班钻孔施工速度(分煤孔和岩孔叙述)掘进使用YT-28型风钻打眼,每班钻孔施工速度:掘进巷迎头炮眼布置21个钻孔, 岩巷孔深1.2m,煤巷1.8m,煤巷21个钻孔,其中4个底孔是岩石孔,约需要1小时30分钟,煤孔3分钟打1个,17x3=51分钟,岩孔10分钟打1个4x10=40分钟,共计1个小时31分钟。

4、瓦斯抽放

分别矿井叙述近两年的回采工作面、掘进工作面以及低负压抽放的流量、浓度等。 春光煤矿2012年主要掘进11503运输巷和11502进、回风巷、及回采11503工作面,

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2013年主要掘进11505运输巷和11505回风巷、及回采11505及11502工作面。高负压抽放系统主要以掘进头超前抽放及采煤工作面顺层抽放为主,抽放流量为3.0m3/min,浓度30%。低负压抽放系统主要以采煤面上隅角埋管抽放计采空区密闭抽放为主,抽放流量为1.8m3/min,浓度15%。根据钻机掘进速度,及实践总结,在正常情况下每个小班可以施工2个钻孔,每孔深60m,9个钻孔共计需要5个班,(包括支钻、移钻等工作)。岩巷钻进速度按照10m/h计算。

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第二节 管理机构、岗位设置及劳动定员

一、管理机构:煤矿管理机构架构图。

二、岗位设置:

1、矿长 1 人,负责矿井全面管理工作,是煤矿安全、生产、经 营第一责任人。主管综合管理部。

2、总工程师 1 人,负责矿井全面技术管理和“一通三防”管理 工作。主管生产技术

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科、通风科、瓦斯队。

3、生产副矿长 1 人,负责矿井生产的全面指挥协调及采煤生产工 作。调度室、采煤队、掘进队。

4、安全副矿长1 人,负责矿井全面安全管理工作。主管安检科(含培训)。 5、机电副矿长 1 人,负责矿井机电、运输、提升、自动化信息化 管理、环保节能等工作。主管机电、运输队。

6、经营副矿长1 人,负责矿井经营、销售管理工作。

7、采掘副总工程师1 人,协助总工程师做好采掘工程设计管理及采煤、掘进、巷修技术管理工作。

8、通风副总工程师1 人,负责矿井“一通三防”及防突、抽采 技术管理,协助总工程师做好“一通三防”现场管理工作。

9、机电副总工程师1 人,负责矿井机电、运输、提升及自动化 信息化技术管理工作。 10、地质测量副总工程师1 人,负责矿井防治水、地质、测量技术管理及工程管理工作;负责矿井瓦斯地质技术管理工作。以上矿领导职位为10 个。

三、劳动定员:

1、采煤队(炮采队)1 个。采煤队人员按79人配备。其中, 队长1 人、副队长2人、跟班班长3 人。

2、掘进队(炮掘队)1个, 负责2条巷道掘进。掘进队人员按30人配备,其中,队长1 人、副队长2 人、跟班班长3人。

3、巷修班 1个。人员配备 10 人。其中,配备班长 1 人。

4、通风科,共计23 人。设科长1 人、副科长2 人。瓦斯班(11 人)、防火防尘队(4 人)、监测队(2 人,包括地面仪器仪表发放、维修维护人员)、通风调度室3人(包括测风测尘测闭)。

5、防突抽采队。共计20 人。设队长1 人、副队长1 人。下设防突队(12 人)、抽采

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队、钻机队(6 人)。

6、机电运输队。共计30 人。设队长1 人、副队长2 人。下设机电班(9人)、机修班(10 人)、 运输队(8 人,包括井下和地面)。

7、矿山测量组3 人,设组长1 人(测量副总兼任)。 8、安监科7 人,设科长1 人 。 9、辅助救护队:12人,队长1人 。

以上为维持矿井各系统运转的基本机构设置和人员配备,总计为 204人(不包括煤炭风选系统及后勤系统机构和人员),误差在10% 左右。其中矿领导 10 人.

第三节 2013年生产计划执行情况

1、2013年生产计划执行情况

明确掘进巷道名称、回采工作面名称,根据该年度的采掘计划计算产量和掘进情况、并明确瓦斯抽采量、探放水工程量等。

2013年生产原煤10.5万吨,掘进综合进尺2532m.因煤炭市场疲软,我矿于2013年4月17日停产后被调到辉煌煤矿,到6月23日回春光矿,7月开始施工避难硐室,9月4日恢复正常生产,11月2日因毕节地区煤矿接连发生事故,毕节地区所有煤矿全部停产等安全确认,到12月9日恢复生产,截止12月31日,生产原煤9.74万吨,掘进综合进尺完成2532m,其中岩巷掘进88m,煤巷掘进 764m,修复巷道1680m。

回采工作面情况:2013年1月8日11502配采工作面收作,8月16日11503回采工作面收作,9月4日回采11505回采工作面。1-12月合计生产原煤9.74万吨。

掘进工作面情况:2013年1月份,掘进11507运输巷170m,11505运输上山63m。3月份,修复副平硐600m。4月份,掘进11507工作面切眼30m,掘进11504运输上山69m。7月份,掘进永久避难硐室60m 。8月份,掘进11507工作面切眼70m,修复11505沿空留巷300m。9月份,掘进11505运输巷44m,修复轨道上山300m。 10月份,掘进11504运输巷126m,掘进11507回风巷41m。11月份,掘进11507回风巷7m。修复11505工作面运输巷150m,11505工作面回风巷150m。12月份,掘进11507回风巷122m,修复11507运输巷180m。

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1-12月共计完成综合进尺2532m,其中岩巷掘进88m,修复巷道1680m,煤巷掘进764m,工程煤0.76万吨 。

2013年瓦斯抽采量:1)掘进进尺764m,采用迎头抽放和耳朵钻场抽放,抽放次数19次,其中,迎头抽放钻场17次,预抽瓦斯17.9万 m3,11504运输巷耳朵钻场抽放二次,孔数26个,孔深60m,工程量1650m,抽放瓦斯8.4万m3,合计26.3万 m3。

2)11505采面工作面顺层抽放,打钻孔180个,每个孔深50m,9000m,预抽瓦斯量6.6 万m3。2013年矿井瓦斯抽采量32.9万 m3

2013年探放水工程量:1)掘进工作面探放水工程量:全进尺全年完成764m,探放水孔布置施工前先打1次探水孔,1次5个钻孔,分中孔、左右边孔、上下顶底板孔孔深不低于80m,允许掘进50m,安全距离30m,50m打1次探放水孔。 共打探水孔15次,75个探孔,6000m;

2)采煤工作面探放水工程量:11505回采工作面推进320m,按照推进50m布置,每50m打1次,每次打5个孔,孔深不低于80m.共计打探水孔6次,30个探孔,2400m。2013探放水工程量8400m。

2、2013年生产计划执行中存在的问题 论述产量和掘进、抽采、探放水方面的问题

1)2013年没有完成年采掘计划,欠掘进进尺1100m,欠生产原煤4.5万吨 2)2013年无开拓进尺,无接替回采工作面,出现采掘接续失调。 3)熟练工种偏少,特殊技能工难以招聘进矿; 4)事故原因造成停产时间较多,导致队伍不稳定。 5)二采区设计没有审批。

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第三章 2014-2016年采掘计划编制说明

第一节 编制依据

一、政策文件

1、国务院办公厅文件《国务院办公厅关于进一步加强煤矿安全生产工作的意见》(国办发〔2013〕99号);

2、贵州省人民政府办公厅文件《省人民政府办公厅关于贯彻落实〈国务院办公厅关于进一步加强煤矿安全生产工作的意见〉的实施意见》(黔府办发〔2013〕60号);

3、毕节市人民政府《关于进一步规范煤矿安全生产管理工作的通知》(毕府通〔2014〕3号);

4、毕节市人民政府办公室《关于进一步加强煤矿安全生产工作的实施意见》(毕府办发〔2014〕3号);

5、毕节市人民政府办公室发电《毕节市人民政府办公室关于加强当前煤矿生产管理有关重点工作的通知》(毕府办发电[2014]年16号)。

6、AQ-1026煤矿瓦斯抽采基本指标,AQ-1027煤矿瓦斯抽放规范

7、《煤矿安全规程》(2011)、《煤矿防治水规定》(2009)、《防治煤与瓦斯突出规定》(2009)。

二、矿方合法文件

开采方案、安全专篇批复文件、煤与瓦斯突出鉴定批复文件、煤层自燃倾向性和爆炸性文件、水文报告批复文件等。

第二节 采掘作业计划

结合矿井的原开采方案、安全专篇和煤与瓦斯突出鉴定、采空区、采掘接替等基本情况,总体论述2014-2016年的采掘计划:

2014-2016年掘进接续计划说明:

(一)掘进接续计划,我矿现有掘进工作面一采区11504工作面切眼及回风巷、一采区 11506 回风巷、11506进风巷及切眼;为炮掘巷道;接续巷道为:二采区运输下山下山、轨道下山、回风下山、2151工作面回风顺槽、运输顺槽及切眼;2152工作面瓦斯抽采巷、瓦

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斯回风抽采顺槽;2152工作面回风顺槽、运输顺槽及切眼。 ,

(二)采面接续计划:

1)一采区采面接替情况说明:回采工作面:11507工作面煤炭储量:5.65万吨,

计划与2014年5月30日采完;接替工作面:11504工作面,;煤炭储量:3.2万吨,计划2014年8月10日采完;一采区上山面,煤炭储量:3.9万吨,计划2014年9月30日采完;11506工作面,煤炭储量:7.056万吨;计划2015年5月6日采完;储量:共计19.456万吨。矿井采掘失调,计划到2016年7月采掘正常。

2) 二采区采面接替情况说明:回采工作面2151工作面,煤炭储量:19.7万吨,

计划于21016年4月形成,抽放3个月,计划于2016年7月开采(采用高档普采或综采)。

一、2014年采掘作业计划

1、计划采掘工程量(明确回采工作面和掘进巷道名称)

2014年计划回采煤量13.2万吨,掘进综合进尺2029m,其中岩巷849m,煤巷1180m,工程煤1.80万吨,全年累计产煤15万吨。

2014年计划回采工作面分别是:11507、11504和一采区上山工作面。

2014年计划掘进工程为;一采区11507回风巷、11504切眼、11504回风巷、11506回风巷、11506运输巷和切眼;二采区,运输巷石门及下山、材料平巷石门及轨道下山、回风巷石门及下山和二采区水仓工程。

2、详细论述回采工作面、掘进工作面的连锁工程(与横道图一致)

回采工作面:2014年1月5日11505采面结束。2月11日开始回采11507工作面,该面走向长350m,倾斜长90m,煤厚平均1.45m,可采储量5.65万吨,日推进2.4m,每月推进70m,计划5月30日结束,6月 1日接11504工作面回采, 11504工作面走向长140m, 倾斜长120m,煤厚平均1.5m,可采储量3.2万吨,日推进2.4m,每月推进45m,计划8月31日结束,一采区上山回采面,走向长120m, 倾斜长240m,煤厚平均1.5m,可采储量3.9万吨,回采中分上、下区段回采,先回上区段,后回下区段,计划9月1日开始回采,日推进1.2m,每月推进36m,计划12月31日结束;

掘进工作面:2014年1月掘进11507工作面回风巷剩余150m,1月20日完成。春节放假 ,3月18日开始掘进11504切眼,切眼长120m, 日进4m,每月掘进120m,4月18日掘进11504回风巷,工程量170m,日进4m,每月掘进120m,5月28日完成,4月20日掘进

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11506掘进工作面,进风巷300m,切眼120m,总工程量720m, 日进4m,每月掘进120m,计划8月15日完成。

二采区开拓工程:计划2014年8月11日开始掘进, 运输下石门、运输下山工程量492m,材料石门、轨道下山工程量496m,二个头掘进,每个头岩巷掘进日进3m,月进90m,计划12

月31日完成。 采掘计划工程与横道图一致。 3、论述计划采掘工程是否独立,是否合理、经济。

2014年采掘计划工程属独立头面,回采工作面采用全负压通风,属下行风,掘进头采用局扇供风,进风巷设置防突风门两道,并设专用回风巷回风,布置合理。

回采工作面单产1.4t/月,煤巷工作面单进120m/月,岩巷90m/月,坑耗 48m3/万t,电力单耗10.1度/t,钢耗229t/万t,平均售价538元/t,平均成本240元/t,平均利润298元/t,全员工效0.92t/工。

附表1:

20 14 采区、采煤队名称 11505回采工作面 11507回采采煤队 工作面 11504回采工作面 一采区上山回采 合计

年年度回采工作面接续作业计划表 使用机械化情况 储量 (万吨) 预计回采结束时间 预计开采和结束时间 备注 工作面名称 炮采 0.45 2014.1.5 2014.1.1-2014.1.5 炮采 5.65 2014.5.31 2014.2.11-5.31 炮采 3.2 2014.8.10 2014.6.1-8.10 炮采 3.9 13.2 2014.12.31 2014.8.11-12.31

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附表2:

20 14 采区、掘进工作面名称 队名称 (m) (m) 间 间 间 年年度掘进工作面接续作业计划表 设计长度 剩余长度 计划完成时计划开掘时计划完成时掘进1队 11507回风巷 80 11504切眼及回风巷 290 2014.1.20 2014.5.28 2014.8.15 2014.12.31 2014.1.1 2014. 3.18 2014.5.29 2014.7.6 2014.1.20 2014.5.28 2014.8.15 2014.12.31 11506回风巷 300 运输石门、运输下山 11506运输巷、 490 420 2014.8.10 2014.4.20 2014.8.10 掘进2队 切眼 材料石门、 轨道下山 496 117 2014.12.31 2014.8.11 2015.2.23 合 计 2076 117

二、2015年采掘作业计划

1、计划采掘工程量(明确回采工作面和掘进巷道名称)

2015年计划回采煤量7.06万吨,掘进综合进尺4355m,其中岩巷3779m,煤巷576m,工程煤0.69万吨,全年累计产煤7.75万吨。

2015年回采工作面是:11506回采工作面,走向长350m,面长120m,储量7.06万吨,计划2015年月6日回采结束。

2015年计划掘进工程为:二采区回风下山、主副水仓工程、二采区联络巷、运输石门回风石门2151运输顺槽、2151回风顺槽、2152瓦斯抽放巷。

1、详细论述回采工作面、掘进工作面的连锁工程(与横道图一致)

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2、回采工作面:2015年1月1日回采11506工作面,该面走向长300m,倾斜长120m,煤厚平均1.45m,可采储量7.056万吨,日推进2.4m,每月推进70m,计划5月6日结束。 采掘失调 ,转入二采区掘进。

掘进工作面:2015年1月1日,二采区掘进,两个掘进头,一、 回风石门、回风下山及2151进风巷掘进,二、轨道下山及2151回风巷掘进;5月7日采煤队改为掘进队,分两个掘进头,一、2152回风石门、回风瓦斯抽放巷掘进,二、2152进风石门、进风瓦斯抽放巷掘进。全年掘进工程量 5161m,岩巷日进3m,每月90m,煤巷日进4m,每月120m。

采掘工作面的连锁工程与横道图一致。

3、论述计划采掘工程是否独立,是否合理、经济

2015年采掘计划工程属独立头面,回采工作面11506位于一采区,采用全负压通风,属下行风,掘进工作面工程,在二采区全部采用局扇供风,进风巷设置防突风门两道,并设专用回风巷回风,布置合理。

2015年5月6日前回采工作面单产1.7t/月,煤巷工作面单进120m/月,岩巷90m/月,坑耗 38m3/万t,电力单耗12.1度/t,钢耗329t/万t,平均售价508元/t,平均成本260元/t,平均利润248元/t,全员工效0.6t/工。

附表1:

20 15 年年度回采工作面接续作业计划表 械化情(万结束时间 时间 况 11506回炮采 采工作面 吨) 2015.1.1-2015.57.056 2015.5.6 .6 7.056 采区、工作面名使用机储量预计回采预计开采和结束备注 采煤队称 名称 采煤队 合计

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附表2:

20 15 年年度掘进工作面接续作业计划表 采区、掘进队名称 工作面名称 设计长度 剩余长度 计划完成时间 计划开掘时间 计划完成时间 (m) (m) 回风石门、回风下山 掘进1队 联络巷 2151进风巷 材料石门、 轨道下山 主副水仓、 管子道 掘进2队 运输石门 回风石门 492 2015.5.20 2015.1.1 2015.5.20 270 840 117 2015.8.21 2015.12.31 2015. 5.21 2015.8.21 2015.8.22 2016.4.5 2015.2.23 320 2015.2.23 2015.1.1 120 190 190 2015.4.6 2015.6.10 2015.2.24 2015.4.7 2015.4.6 2015.6.10 2015.8.5 2016.3.20 2015.7.10 2015.8.5 2015.6.11 2015.12.31 2015.8.6 2015.7.10 2015.5.7 2151回风巷 862 190 256 2152回风巷石门 掘进3队 2152回风瓦斯抽放巷 掘进4队 2152进风巷石门 2152进风瓦斯抽放巷 合计 840 105 2015.12.31 2015.7.11 2016.4.30 190 2015.7.10 2015.5.7 2015.7.10 860 125 2015.12.31 2015.7.11 2016.4.30 5161 806

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三、2016年采掘作业计划

1、计划采掘工程量(明确回采工作面和掘进巷道名称)

2016年计划回采煤量12.03万吨,掘进综合进尺2897m,其中岩巷293 m,煤巷2604 m,工程煤3.13万吨,全年累计产煤15.16万吨。2016年计划5月份回采2151综采工作面。

2、详细论述回采工作面、掘进工作面的连锁工程(与横道图一致)

回采工作面:计划2016年5月开始回采2151综采工作面, 该面走向840m,倾斜长120m,煤厚平均1.40m,可采储量19.7万吨,日推进3 m,每月推进75m,计划2017年 1月底回采结束。

掘进工作面:2016年1-4月份,两个掘进队分四个掘进工作面掘进,分别是:一、2151进风巷及切眼掘进工作面, 二、2151回风巷掘进工作面,三、2152回风瓦斯巷,四、2152进风瓦斯巷。采掘工作面的连锁工程与横道图一致。

3、论述计划采掘工程是否独立,是否合理、经济

回采工作面单产1.9t/月,煤巷工作面单进120m/月,岩巷90m/月,坑耗 68m3/万t,电力单耗14.1度/t,钢耗329t/万t,平均售价520元/t,平均成本290 元/t,平均利润230元/t,全员工效2.1t/工。

附表1:

20 16 年年度回采工作面接续作业计划表 械化情(万束时间 况 吨) 19.76 2017.1. 31 2016.5.1-12.31 时间 采区、工作面名使用机储量预计回采结预计开采和结束备注 采煤队称 名称 采煤队 合计 2151 综采 19.76

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附表2:

20 16 年年度掘进工作面接续作业计划表 采区、掘进队名称 工作面名称 设计长度 (m) 剩余长度 计划完成时间 (m) 56 63 计划开掘时间 计划完成时间 2151进风巷 2151切眼 320 2016.4.5 2016.5.7 2016.12.15 2016.1.1 2016. 4.6 2016.5.8 2016.4.5 2016.5.7 2016.12.15 掘进1队 2152进风巷 120 860 120 2152切眼 2151回风巷 掘进2队 2152回风巷 2153进风石门 掘进3队 掘进4队 合计

2152回风瓦斯巷 2152进风瓦斯巷 2016.12.31 2016.12.16 206.12.31 2016.3.20 2016.10.22 2016.1.1 2016.3.20 256 840 270 2016.3.21 2016.10.22 2016.12.31 2016.10.23 2016.12.31 2016.4.22 2016.4.30 105 125 3016 119 2016.1.1 2016.1.1 2016.4.22 2016.4.30

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第三节 瓦斯抽采计划

结合矿井的原开采方案、安全专篇和煤与瓦斯突出鉴定、采空区、采掘接替等基本情况,总体论述2014-2016年的瓦斯抽采计划。

根据贵州兴源煤矿提交的《春光煤矿瓦斯抽采方案合计设计》和2014-2016年采掘接续计划编制2014-2016年瓦斯抽采计划。

抽放钻机选配ZLJ—1200型、ZYJ—260/160型液压钻机,确保钻孔深度达到要求, ZJ—1200型、ZYJ—260/160型参数见下表。

ZJ—1200A型、ZYJ—260/160型液压钻机参数表 型 号 参 数 最大钻进深度(m) 终孔直径(mm) 钻杆直径(mm) 钻孔倾角(0) 额定转速(r/min) 额定转矩(N.m) 给进力(kN) 起拔力(kN) 正常给进速度(m/min) 给进行程(mm) 电机功率(KW) 适应煤层坚固性系数(f) ZJ—1200型 200 ≥75 50/75 00~3600 ≥120 150/350 20 20 0~1.5 100 22 >20 ZYJ—260/160型 150 65/94 42/50 -900~+900 ≥160 ≥260 15/20 30 0~1.5 75 11 >10 根据钻机给进速度,及实践总结,在正常情况下每个小班可以施工2个钻孔,每孔深60m,9个钻孔共计需要5个班,(包括支钻、移钻等工作)。岩巷钻进速度按照10m/h计算。春光煤矿2012年主要掘进11503运输巷和11502进、回风巷、及回采11503工作面,2013年主要掘进11505运输巷和11505回风巷、及回采11505及11502工作面。高负压抽放系统主要以掘进头超前抽放及采煤工作面顺层抽放为主,抽放流量为3.0m3/min,浓度在30%。低负压抽放系统主要以采煤面上隅角埋管抽放计采空区密闭抽放为主,抽放流量为1.8m3/min,浓度在15%。

开采C15煤层时矿井相对瓦斯涌出量计算 ①回采工作面瓦斯涌出量 q采=q1+q2 q1=K1·K2·K3·

nm·(W0-WC) Mmiq2=?(Woi?Wci)???i

Mi?1

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式中:q──回采工作面相对瓦斯涌出量m3/t; q1──开采层相对瓦斯涌出量m3/t; q2──邻近层相对瓦斯涌出量m3/t; K1──围岩瓦斯涌出系数,取1.2;

K2──工作面丢煤长斯涌出系数,用回采率的倒数计算,得1.05;

K3──采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,按K3=(L-2h)/ L计算,

m──开采层厚度,2m; M──工作面采高,2m;

Wc──煤层残存瓦斯含量,m3/t;取2.5m3/t

W0──煤层原始瓦斯含量,m3/t;按下式计算得18.375m3/t Wc1──相邻煤层(C9煤层)残存瓦斯含量,m3/t;取2.5m3/t W01──相邻煤层(C9煤层)原始瓦斯含量,m3/t,13.136m3/t m1──第i个邻近层煤层厚度,2.0m; η1──第i个邻近层瓦斯排放率;取40%; 则:q1=K1·K2·K3·

m·(W0-WC) M=1.2×1.05×0.714×

n2.0×(18.375-2.5)≈14.28m3/t 2.02.4mi3

q2=?(Woi?Wci)??(13.136-2.5)?40%≈5.11m/t ?i=

2.0Mi?1q采=14.28+5.1≈19.38m3/t ②掘进工作面瓦斯涌出量预测 q掘=q3+q4

q3=D???q0???2????1? ???L????(Wx?WC) q4=S?式中:q掘──掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min; q3──掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min; q4──掘进落煤瓦斯涌出量,m3/min;

D──巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,m;薄煤层D=2?m=3.36m;

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?──巷道平均掘进速,m/min;取?=0.003

L──巷道长度,m;

q0──煤壁瓦斯涌出强度,m/(m?min); q0?0.026[0.0004?Vr23

2

??0.16]?Wh计算,得0.079

S──掘进巷道断面,m2;

?──煤的密度,t/m;

??5003

则:q3=3.36×0.003×0.079×?=0.7m/min 2?1??0.003???3

q4=5.5×0.003×1.50×(18.375-2.5)≈0.393m3/min q掘=0.7+0.393=1.093m3/min ③生产采区相对瓦斯涌出量

K?(?q采iAi?1440?q掘i)i=1i?1q区=

A0q区──生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t;

nnK?──生产采区内采空区瓦斯涌出系数,取1.25

q采i──第i个回采工作面相对瓦斯涌出量,m/t;

3

A采i──第i个回采工作面日产煤量,t;取455t

q掘i──第

i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min;

A0──生产采区日产煤量,t;取500t

1.25(19.38?455+1440?1.093?2)则:q区=≈29.91m3/t

500(3)矿井瓦斯涌出量

根据以上计算结果当开采C15煤层时,矿井采区瓦斯涌出量最大,因此本矿将开采C15煤层时瓦斯涌出量作为整个矿井的瓦斯涌出量。

因此:矿井瓦斯涌出量为:

K\ 1.25 q区 29.91 q空=(K\×q区 7.48 q矿相=K\×q区 37.39 q矿绝 11.8

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本文来源:https://www.bwwdw.com/article/i8b3.html

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