标签: 煤矿 矿井 三项 作业 计划
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doc xxxx能源开发有限公司xx县xx镇xx煤矿xx矿井《三项作业计划》会 审 意 见会审意见: 参加会审人员签名 矿 长 工程师 安全矿长 技术科长 生产矿长 机电矿长 工程师意见:日期: 年 月 日 矿长意见:日期: 年 月 日 公司审查意见:日期: 年 月 日 目 录第一章 集团公司概况 4第一节 企业基本情况 4第二节 集团公司涉煤部门岗位设置情况 9第二章 xx煤矿开采现状 11第一节 矿井概况 11第二节 管理机构、岗位设置及劳动定员 18第三节  2016年生产计划执行情况 22第三章 2017年三项计划 22第一节 编制依据 22第二节 采掘作业计划 23第三节 瓦斯抽采计划 25矿井瓦斯情况 25第四节 矿井探放水工程计划 37第五节 采掘抽探连锁工程综合分析 43第四章 矿井“四量”情况及附件 46第一章 集团公司概况第一节 企业基本情况(一)、xx煤矿隶属于xxxx能源开发有限公司1、集团公司注册地,注册资金:xxxx能源开发有限公司(简称“xxxx”)于2004年8月23日成立,位于xx省贵阳市明区新华路翠微巷72号康发苑。经xx省工商行政管理局批准注册的民营股份制公司,注册资金壹千万元。主要经营范围是能源开发、投资咨询服务、矿业投资、煤炭资源开发及技术咨询服务等公司按现代企业制度管理,设立了股东会、董事会、监事会,实行董事会领导下的总经理负责制的经营管理体制。公司设有总经理1名、副总经理5名、总工程师1名、副总工程师2名。公司设立通防部、安全监察部、机电运输部、生产技术部、地测防治水部、调度指挥中心、办公室、人力资源部、财务部、供销部等职能部室。2、集团公司所属煤矿基本情况:xxxx能源开发份有限公司原有煤矿16对,总年设计生产能力408万吨。16对矿井分布在毕节片区6处,六盘水5处,遵义3处,四川泸州2处。其中生产矿井12对,设计生产能力合计380万吨/年,建设矿井4处,设计生产能力合计128万吨/年;安全生产许可证:xx优能于2012年5月取得了煤矿企业安全生产许可证,2014年3月31日,xx省煤矿企业兼并重组工作领导小组办公室公告公司具备xx省煤矿企业兼并重组主体企业资格4、瓦斯治理能力:2012年8月通过煤矿瓦斯防治能力评估。第二节 集团公司涉煤部门岗位设置情况公司按现代企业制度管理,设立了股东会、董事会、监事会,实行董事会领导下的总经理负责制的经营管理体制。公司设有总经理1名、副总经理5名、总工程师1名、副总工程师2名。公司设立通防部、安全监察部、机电运输部、生产技术部、地测防治水部、调度指挥中心、办公室、人力资源部、财务部、供销部等职能部室。公司领导组成及分工如下:1、总经理徐有才,主持公司全面工作;2、常务副总经理陈明春,负责公司日常工作;3、副总经理鲁全忠,分管工农关系协调;4、副总经理杨大才,负责公司生产管理,分管调度指挥中心、人力资源部、生产技术部(生产部分);5、副总经理庞 鸿,负责公司安全管理,分管安全监察部;6、副总经理张保军,负责公司机电运输管理,分管机电运输部;7、总工程师岑兴章,负责公司技术工作,分管通防部、生产技术部(技术部分)、地测防治水部;8、副总工程师吴 勇,协助总工程师分管公司通防工作;9、副总工程师李兴良,协助总工程师分管公司地测防治水工作;第三节 集团涉煤管理机构架构图集团涉煤管理机构架构图第二章 xx煤矿开采现状第一节 矿井概况(一)、xx县xx镇xx煤矿为30万吨/年建设矿井,服务年限18.4年,企业性质为合伙企业,位于毕节地区xx县xx镇滥木桥村境内。煤矿矿区面积为0.8822km2,开采深度:由+1800m至+850m标高。工商营业执照号为:5200002932613,采矿许可证号为:C5200002011021120107085。xx县xx镇xx煤矿是2007年经省人民政府黔府函(2007)105号文件批准,由原xx县小梁岗煤矿、安泰煤矿、三合煤矿、东南煤矿整合而成的15万吨建设矿井,按照国家相关政策,2010年7月经省能源局批准技改扩能为30万吨/年。企业注册资金:4000万元,法人代表:蒋勇,隶属xx县工业经济和能源局管辖。主要开采M9、M10、M11、M12、M13、M14、M20、M22、M23、M30、M32、M33煤层;于2010年7月22日取得《开采设计方案》批复文件(黔能源发【2010】394号)变更批复、2012年12月29日取得《安全设施设计》批复文件(黔煤安监毕【2012】186号、联合试运转批准单位及时间:xx省毕节地区工业和能源委员会,纳煤通【2013】01号;《安全验收评价报告》评价单位、时间及结果:xx省煤田地质局实验室,2013年5月,矿井安度全程等级评价B级,基本符合竣工安全验收条件,满足矿井基本安全生产要求。于2013年11月11日取得《安全生产许可证》。(二)xx煤矿设计生产能力为30万吨/年的生产矿井。根据xx省能源局《关于毕节市工业和能源委员会<关于请求审批毕节市2012年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告>的批复》(黔能源煤炭〔2012〕498号)文件,2012年度xx县xx镇xx煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为4.11m3/min、相对瓦斯瓦斯涌出量为11.86m3/t;鉴定结果为高瓦斯矿井。据xx省煤田地质实验室对M10、M11、M12、M13、M14号煤层进行煤尘爆炸性鉴定报告,结论煤尘均无爆炸性。据xx省煤田地质实验室对M10、M11、M12、M13、M14号煤层进行的煤的自燃倾向性等级鉴定报告,结论显示自然倾向分类均为Ⅲ类,不易自然。根据xx省煤田地质局2013年2月编制《xx省xx县xx镇xx煤矿资源储量核实和勘探报告》矿区地下水的补给主要为裂隙水、大气降水、老窑积水和地表水,总体上由南东向北西流动,矿井正常涌水量为11.64m3/h,最大涌水量为26.9m3/h,水文地质条件复杂程度属于中等类型。根据xx县煤矿安全质量标准化建设工作领导小组办公室文件,矿已按照省安监局xx煤监局省能源局《关于印发(xx省煤矿安全质量标准化实施细则(试行)的通知)》的要求,对照《煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法(试行)》进行煤矿安全质量标准化建设,根据现场检查考核验收,2014年度xx煤矿已达到三级煤矿安全质量标准化标准。(三)矿井生产地质概况xx煤矿所在区域位于黔中高原南西部,比德向斜的西南翼北段。属长江流域乌江水系上游三岔河支流—xx河。区内地形以低中山为主,内部多盆地和缓坡,境内碎屑岩类岩石广泛分布,地形地貌总体上属低中山侵蚀、剥蚀地貌。区域内地层主要为非可溶岩类,另有第四系松散岩类零星出露。区内地层出露完整,补给条件差,排泄条件好,地下水主要受大气降水通过岩石的细小裂隙或孔隙渗入地下补给。水质类型为SO4—Ca·Mg及HCO3—Ca·Mg型。地下水的迳流排泄受岩性、构造及地形地貌的控制,地下水局部的迳流方向各异,但总体则由北东向南西方向迳流,地下水多沿裂隙、孔隙呈脉状流及分散流的形式短距离迳流,以下降泉及散流的方式排泄于地表,最终汇入xx河。区内含煤地层为二叠系上统龙潭组(P3l),厚约398.80m,含煤24~44层,含煤平均总厚39m,含煤系数9.78%;组内可采煤层总厚度平均17.72m,可采系数4.44%。矿区内可采、大部分可采煤层自上而下编号为9、10、11、12、13、14、20、22、23、30、32、33号煤层共12层。矿区范围内目前没有揭露和发现9号以上煤层,根据本次调查工作分析判断,9号以上煤层在井田范围被剥蚀,有待今后生产建设进一步证实。2)煤层特征9号煤层:位于龙潭组(P3l)上部,距上覆地层飞仙关组一段底界平均距离155.60m,飞仙关组一段含克螥动物化石,其底部厚约40m的灰绿色泥岩是与龙潭组分界标志。9号煤层厚0.80~2.9,平均1.42m,结构较简单,属稳定煤层,一般含夹矸一层。10号煤层:位于龙潭组(P3l)上部,上距9号煤层6.00m左右,厚0.71~2.45m,平均1.4m。大部为复煤层,中夹1—4层夹矸,结构较复杂,属稳定型煤层。11号煤层:位于龙潭组(P3l)上部,上距10号煤层9.00m左右,厚0.99~2.96m,平均厚度2.2m,一般含0.03~0.20m泥岩夹矸1层。该煤层层位稳定,厚度变化较大,属稳定型煤层。12号煤层:位于龙潭组(P3l)上部,上距11号煤层7.00m左右,厚1.16~2.99m,平均厚度1.58m,一般含0.05~0.40m泥岩夹矸1层。该煤层层位稳定,厚度变化不大 ,属较稳定型煤层。13号煤层:位于龙潭组(P3l)上部,上距12号煤层6.00m左右,厚1.04~1.80m,平均厚度1.54m。该煤层层位较稳定,厚度变化较小,一般含夹矸一层,属较稳定型煤层。14号煤层:位于龙潭组(P3l)上部,上距13号煤层18.00m左右,厚1.40~2.30m,平均厚度1.8m。一般含0.05~0.20m泥岩夹矸1层,该煤层层位较稳定,厚度变化较小,属稳定型煤层。20号煤层:位于龙潭组(P3l)下部,上距14号煤层38.00m左右,厚1.10~2.99m,平均厚度1.80m。该煤层层位较稳定,厚度变化较大,属较稳定型煤层。22号煤层:位于龙潭组(P3l)下部,上距20号煤层14.00m左右,厚0.67~2.98m,平均厚度1.86m。该煤层层位较稳定,厚度变化较大,属较稳定型煤层。23号煤层:位于龙潭组(P3l)下部,上距22号煤层21.00m左右,厚1.22~2.97m,平均厚度2.09m。该煤层层位较稳定,厚度变化较大,属较稳定型煤层。30号煤层:位于龙潭组(P3l)下部,上距23号煤层48.00m左右,厚1.05~2.99m,平均厚度2.12m。从矿井邻近资料及实地调查分析,该煤层层位较稳定,厚度变化较小,属稳定型煤层。32号煤层:位于龙潭组(P3l)下部,上距30号煤层26.90m左右,厚1.80~2.71m,平均厚度2.15m。从矿井邻近资料及实地调查分析,该煤层层位较稳定,厚度变化较大,属较稳定型煤层。33号煤层:位于龙潭组(P3l)下部,上距32号煤层10.00m左右,下距龙潭组底界、峨眉山玄武岩组顶界约25.00m。煤层厚1.21~2.90m,平均厚度2.25m。从矿井邻近资料及实地调查分析,该煤层层位较稳定,厚度变化较小,属稳定型煤层。综上所述,9、10、11、12、13、14、20、22、23、30、32、33煤层结构较简单—复杂,厚度及层位较稳定,煤层稳定类型为稳定、较稳定型煤层。(四)矿井各生产系统概况提升、运输系统:我矿采用平硐开拓方式,主平硐、运输石门、采面运输巷采用带式输送机运输,副平硐采用蓄电池机车运输,轨道上山采用提升绞车运输。采掘工作面均为皮带和超前刮板机运输。我矿目前采用平硐开拓,矿井水自流出井口,没设置水仓和水泵房。只在主、副平硐内设置排水沟,规格400×400mm,并且定期清理排水沟杂物,保证矿井水能顺利排出。矿井通风系统:矿井采用中央并列式通风、机械抽出式通风方法,矿井安装两台FBCDZ№18的通风机,电机功率分别为2×132KW,其中一台使用,一台备用。矿井总进风量为2152.0m3/min,总排风量为2339.0m3/min。(根据2016年12月下旬实测风量)。采煤工作面利用矿井主要通风机全负压通风,各回采工作面均设有独立的进回风系统,无串联通风。掘进工作面利用局部通风机压入式通风,现使用的局部通风机为FBD系列,电机功率分别为2×11KW、2×15KW,配用直径为600mm的抗静电、阻燃性能风筒。各掘进工作面均实现双风机双电源并能自动切换,且全部实现“三专两闭锁”(专用变压器、专用开关、专用回路,风电闭锁、瓦斯电闭锁),确保工作面供风稳定可靠。局部通风同均安装在全负压通风巷道中,无循环风现象。矿井供电系统:矿井按要求建设双回路10KV进矿。(1)地面空压机监测监控系统,调度系统实现了双回路供电;(2)双回路10KV下井,局部通风机实现了双回路自动切换,实现了“三专”、“两闭锁”。(3)主要通风机、瓦斯抽放泵实现了双回路供电。瓦斯抽放系统:矿井按照抽采设计要求,矿井在地面建立有地面集中瓦斯抽放系统,抽放站安装2BEA-303型高负压水环真空泵2台,一台使用,一台备用。最大抽气量90m3/min,最低吸入绝压160hPa;转速300r/min;电机功率为90kw。主机生产厂家配套供给电控设备。安装2BEC-400型低负压水环真空泵2台,一台使用,一台备用。最大抽气量110m3/min,最低吸入绝压160hPa;转速449r/min;电机功率为132kw。主机生产厂家配套供给电控设备。高负压抽放主管径选用DN315mmPVC管,支管径选用DN200mmPVC管。低负压抽放主管径选用DN400mmPVC管,支管径选用DN315mmPVC管。根据矿井的瓦斯赋存状况、矿井开拓、防突出抽放瓦斯的目的,结合抽放瓦斯方法选择的原则,确定矿井抽放瓦斯方法。主要以抽放本煤层瓦斯。在运输顺槽内施工顺层钻孔抽放工作面及下区段瓦斯以区域性消除工作面突出危险。(五)采煤工艺、掘进工艺:采面采用走向长壁后退式采煤方法,单体液压柱配2.6米“∏”型梁支护,“三、四”排控制顶板,全部垮落法管理顶板,煤电钻打眼,放炮落煤,刮板运输机运煤。掘进工作面采用金属(工字钢)支护,破碎段采用锚网加工字钢联合支护,风钻打眼,放炮落煤(岩),刮板运输机运煤(岩),临时支护采用前探梁支护。(六)六大避险系统概述1、监测监控及通讯联络系统:矿井于2008年8月份安装了一套国内较先进的KJ73煤矿安全与生产监控系统并投入使用,并于2008年12月升级改造为KJ73N监控系统。系统不间断对井上下安全状况进行监测,并通过两条专线将实时数据上传到xx县安监局监控中心。我矿已安装SW-2000HK通讯主机,和KJ105视频监控系统.通讯联络系统的建设要求是能够实现井下人员、设备之间的运输、安装、调试配合信息传输及时、准确,煤矿地面的生产调度管理部门、辅助单位能够及时沟通协调,因此通信联络系统必须既满足井下的安全生产需要,又要满足地面生产、指挥、管理等各方面的通讯需求。目前井下各采掘工作面和避难硐室内均按照要求安设了电话,能够保证与井上调度室、各作业地点之间的及时沟通。2、人员定位系统:目前矿井使用的人员定位系统是2007年8月安装的KJ278型矿用人员安全监测系统,该系统能够及时、准确的将井下各个区域人员的动态情况反映到地面计算机系统,使管理人员能够随时掌握井下人员的分布状况和每个矿工的运动轨迹,便于进行更加合理的调度管理。当事故发生时,救援人员也可根据井下人员及设备定位系统所提供的数据、图形,迅速了解有关人员的位置情况,及时采取相应的救援措施,提高应急救援工作的效率。3、供水施救系统:矿井综合供水系统用水水源集中,井下消防洒水水源可靠,井下排水经絮凝沉淀处理达标后的回用水供水,目前矿井供水管路全长2600m。主管φ75mm,支管φ50mm,矿井供水管路与防尘、防灭火管路共用。管路系统中均安设有分区控制阀门,实现对各个采区和各条巷道的供水调控。皮带巷每隔50m安设一个三通阀门,其它巷道每隔100m安设一个三通阀门。通过管路供水系统保证了矿井各地点安全生产以及防尘防火用水,在井下各避难硐室内均敷设有供水管路。4、压风自救系统:矿井地面共安设3台压风机组,有2台压风机组正常运转向井下供风。各采掘工作面均按《防治煤与瓦斯突出规定》要求敷设压风自救管路及安装压风自救装置,建立有压风自救系统。压风自救装置安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内的压缩空气管道上;在以下每个地点都至少设置一组压风自救装置:放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等。在长距离的掘进巷道中,根据实际情况增加设置;每组压风自救装置可供5~8个人使用,平均每人的压缩空气供给量不少于0.1m3/min。压风系统地面压风机房至副井口、副井筒至主石门φ108mm管路,xx煤矿自投产以来,除正常维修以外,没有进行过大的技术改造。6、紧急避险系统:我矿为生产矿井,永久避难硐室2012年被列入省民生工程示范矿井,按省民生工程要求,井下在井底车场附近建设了一个60人永久避难硐,已通过市局验收合格。在+1665m水平建设了一个40人临时避难硐室并于2013年3月通过市局验收合格。7、采区接替情况,目前矿井处于停产状态,生产采区布置是一采区南翼11203工作面,走向长168米,预计五月份形成,接替工作面11204工作面七月份形成。采掘接替暂时存在脱节。第二节 管理机构、岗位设置及劳动定员(一)管理机构:xx煤矿管理机构架构图(附后)。(二)岗位设置:xx煤矿安全生产管理岗位设矿长1人、安全副矿长1人、生产副矿长和机电副矿长各1人,技术负责人(总工程师)1人,矿长、安全副矿长、生产副矿长和机电副矿长、总工程师及安全管理部门负责人均具有煤矿安全生产相关专业中专以上学历和从事煤矿井下工作3年以上的经历;矿长和安全、生产、机电、技术等副职圴具备煤矿岗位3年以上的工作经历,并取得煤矿管理安全资格证书;总工程师具有煤矿安全生产相关专业中级技术职称。矿长负责全矿的安全生产工作,安全副矿长分管矿井的安全工作,生产副矿长负责具体组织安排采掘生产,机电副矿长负责全矿井上下的供电、运输管理工作,技术负责人(总工程师)负责全矿安全生产中的所有技术问题;下设安监科、通风科、生产技术科、机电科、调度室、监控中心、采煤队、掘进队、机电队、运输队、抽采队等部门。(三)劳动定员:全矿井职工在籍总人数为313人,其中:原煤生产工人281人,服务人员6人。其他人员6人,后勤销售等20人。详见劳动定员汇总表。矿井劳动定员汇总表序号 人员类别 各班出勤人数 合计 在藉人数(人) 系数 一班 二班 三班 四班 一 矿井 1 生产人员 50 50 50 50 200 263 其中:井下工人 40 40 40 40 160 224 1.4 地面工人 10 10 10 30 39 1.3 2 管理人员 3 3 3 9 9 1 瓦斯利用人员 3 3 3 9 9 1 原煤生产人员合计 56 56 56 50 218 281 3 服务人员 2 2 2 6 6 1 4 其他人员 2 2 2 6 6 1 后勤 20 20 矿井人员合计 60 60 60 50 250 313 劳动定员包括:通风、气体、粉尘检测专职人员;防尘、防爆、隔爆工程设施操作、维修专职人员;矿井安全装备和仪器仪表专职保管、维护、收发人员;矿井安全监测监控系统管理、维护专职人员;井上下消防材料库材料、器材发放、保管专职人员;矿井瓦斯抽放工程专职人员;井下防治水工程专职人员;井下防灭火工程专职人员;急救站专职医护人员;爆破员、电工、专职钻机队员;防突队员;瓦检员、安检员等人员。第三节  2016年生产计划执行情况(一)矿井从2015年7月至2016年12月停产以来,只保持正常通风排水,未进行采掘作业,2016年度未编制“三项作业计划”。(二)2016年生产计划执行中存在的问题:2015年度企业法人更换,完善六大系统、通风系统,更换淘汰设备、变更手续、周转资金等困难,影响了产量和掘进进度。第三章 2017年三项计划第一节 编制依据1、省政府《关于加强煤矿安全生产工作的决定》(黔府发[2007]32号)。2、xx县xx煤矿《开采方案设计》、《安全专篇》。3、市工能委《关于加强煤矿采掘接替作业管理工作的通知》(毕市工能通[2013]111号)。4、中央好国家机关发电《关于遏制煤矿超能力生产规范企业生产行为的通知》(发改电【2014】226号)5、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)。6、市工能委《关于加强煤矿采掘接替作业管理工作的通知》(毕市工能通【2013】111号)。7、《煤矿安全规程》国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局,2016版。8、《防治煤与瓦斯突出规定》国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局,2009版。9、《防治水规定》国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局,2009版。10、《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028-2006),国家安全生产监督管理总局,2006;11、《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》(GB50471-2008),国家安全生产监督管理总局,2008;12、《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026-2006),国家安全生产监督管理总局,2006;13、《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1018-2006),国家安全生产监督管理总局,2006;14、《预抽回采工作面煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施效果评价方法》(MT/T1037-2007),国家安全生产监督管理总局,2007第二节 采掘作业计划(一)采面接替情况:1、矿井于2015年7月以来一直处于矿井停产状态,目前暂无工作面,预计11303采煤工作面于2017年5月形成,7月底回采结束,8月份上旬11202采面接替工作完成;11202采面预计2017年12月份采完,计划在2017年12月底以前在采区南翼形成11401采煤工作面,接替11202采煤工作面。2、采区产量(1)年度布置采区总产量:15.2万吨(11303、11202工作面);合计 一季度 二季度 三季度 四季度 备 注 全 矿 16.3 0.14 3.4 5.3 7.4 回采煤 15 0 2.83 4.9 7.3 掘进煤 1.3 0.14 0.54 0.44 0.17 3、分季度原煤产量2017年分季度产量分布表 单位:万吨4、分煤层产量分煤层产量表 单位:万吨单位 位 12#煤层产量13#煤层产量工程煤 合计xx煤矿 10.7 4.3 1.3 16.3 5、2017年分季度、煤岩巷掘进进尺安排表掘进进尺分季度煤岩巷安排表(单位:m)全年 掘 进 全 矿 岩 巷 煤 巷 掘进 维修 准备 开拓 全煤巷 半煤巷 一季度 215 400 615 二季度 775 100 885 三季度 607 120 727 四季度 226 130 356 合计 1832 750 2573 矿井重大开拓工程安排:2017年采煤接替工作面计划布置在采区南、北翼,巷道布置情况:1)采区巷道:矿井从2015年7月停产至今,未进行整改,恢复整改工作后针对矿井目前存在11303回风巷、11202运输巷、11202回风巷实际情况进行采掘、通风系统进行优化,保证系统合理、稳定、可靠。采区南翼集中运输上山平行于F1断层,在该断层南侧30米,方位148°斜长383米;采区南翼集中轨道上山平行于采区南翼集中运输上山在其南侧,斜长392米方位148°,两条上山间隔20米;修复的采区南翼回风联络上山方位115°斜长376米.三条上山从下至上(1665水平至1692水平)。2)采面巷道:在采区南翼集中运输上山上部右侧距离一采区南翼回风巷20米处开口沿走向布置11303采面回风巷,方位232°水平长度643米(专用回风道80米)并经过南翼集中轨道上山;下一步接替以11303运输巷位置为基点沿南翼集中布置11401采面运输巷,方位232°水平长度588米(专用回风道1120米);在1692回风石门布置11401采煤工作面的回风巷。第三节 瓦斯抽采计划(一)矿井瓦斯情况井田煤层瓦斯含量及瓦斯成分、煤层瓦斯涌出量、煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚硬性系数及地质勘探过程中钻孔透煤时瓦斯涌出动力现象。1、煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚硬性系数。矿井未测定煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚硬性系数,有待矿井在下一步进行测定。在地质勘探过程中钻孔透煤时未出现瓦斯涌出动力现象。2、相邻矿井瓦斯情况本区属于比德向斜,根据xx省煤炭管理局文件,对毕节市煤矿2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复。该矿井均为高瓦斯矿井。3、煤与瓦斯突出危险性可能性及防突因素分析根据煤炭科学研究总院沈阳研究院二〇一二年十二月提供的《xx县阳场镇xx煤矿11、12、13、14号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定》报告,鉴定结论为xx县xx镇xx煤矿11、12、13、14号煤层为突出煤层。根据瓦斯含量经验公式和《矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)》标准,预测煤层瓦斯含量及瓦斯涌出量。煤层瓦斯含量经验公式:式中:Wx——在P、t条件下的吸附瓦斯含量,m3/t;Wy——在P、t条件下的游离瓦斯含量,m3/t;Af——煤中灰分,%; Wf——煤中水分,%;Vr——煤中挥发分,%;fn——煤的孔隙率,%;查《采矿设计手册》表8-7-10;en——温度系数; 1/en:查《采矿设计手册》表8-7-12;a、b——瓦斯含量系数,a=2.4+0.21 Vr,b=1-0.004 Vr(或查《采矿设计手册》表8-7-13)——煤的容重t/m3;P——煤层瓦斯压力Mpa,P=(2.03~10.13)H,H为垂深(m);取6.0H;KY——相对于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数,查《采矿设计手册》表8-7-14;矿井+1609m煤层瓦斯含量预测计算表。+1609m标高各煤层瓦斯含量预测计算表根据上表可知,矿井各煤层瓦斯含量在未采取防突措施前均大于8m3/t,瓦斯压力均大于0.74Mpa,具有突出危险性。防突工作坚持区域防突措施先行、局部防突措施作补充的原则突出矿井采掘工作做到不掘突出头、不采突出面。未按要求采取区域综合防突措施的,严禁进行采掘活动,区域防突工作应当做到多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标”。矿井以后的防突工作中,应以降低煤层瓦斯压力和降低煤层瓦斯含量为主要目标,并达到煤层瓦斯压力小于0.74 MPa或瓦斯含量小于8m3/t,必须做到不采突出面、不揭突出头。6、煤与瓦斯突出根据煤炭科学研究总院沈阳研究院二〇一二年十二月提供的《xx县阳场镇xx煤矿11、12、13、14号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定》报告,鉴定结论为xx县xx镇xx煤矿11、12、13、14号煤层为突出煤层。二、2017年井巷工程及钻孔、瓦斯抽放(一)2017年井巷工程计划及采煤工作面计划(详见2017年巷道掘进工作面接替计划表及2017年采煤工作面接替计划表)钻孔、瓦斯抽放1、钻孔量:(1)掘进巷道钻孔量根据2017年井巷工程计划,各掘进头面按照四位一体防突措施的要求采取本煤层顺层抽放,在各掘进头布置钻场对各掘进头煤层进行抽放,结合煤层间距只有6-10米的实际,在每循环瓦斯抽放钻孔施工时,同时施工1-2个地质钻孔兼作控层钻孔(另作设计),抽放钻孔根据上控20m,下控10m的防突规定要求,每循环施工抽放钻孔21个,循环钻孔进尺1039m(钻孔设计孔深60m,允许掘进40m),将瓦斯含量抽至8m3/t以下,瓦斯压力抽至0.74MPa以下。测定K1值和瓦斯压力,进行预测预报,当K1值≥0.5时,继续抽放直到达标。(2)采煤工作在抽放钻孔量11303采面走向长210米,倾向长110米,按1.5m抽放半径,每3米布置一个抽放钻孔,长度90米,则,钻孔量:(210-20)÷3×90=5670米。11202采面走向长432米,倾向长100米,按1.5m抽放半径,每3米布置一个抽放钻孔,长度80米,则钻孔量:(432-20)÷3×90=10960米。11401采面走向长323米,倾向长1100米,按1.5m抽放半径,每3米布置一个抽放钻孔,长度90米,则钻孔量:(323-20)÷3×90=9090米。2、工作面瓦斯抽出量(1)瓦斯储量瓦斯储量是指煤田开发过程中,能够向开采空间排放瓦斯的煤岩层赋存的瓦斯总量。根据《煤矿瓦斯抽采规范》,其计算公式为:式中:W1—可采煤层瓦斯储量的总和,万m3;A1i—矿井每一个可采煤层的煤炭储量,万t;X1i—每一个可采煤层相应的瓦斯含量,m3/t;W2—可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量总和,万m3A2i—可采煤层采动影响范围内每一个不可采邻近煤层的煤炭储量,万t;X2i—可采煤层采动影响范围内每一个不可采邻近煤层相应的瓦斯含量,m3/t;W3—围岩瓦斯储量,万m3;K—围岩瓦斯储量系数,取K=0.15矿井2017年计划生产原煤16.3万吨,其中回采煤量15万吨,掘进煤量1.3万吨。其中11303回采工作面4.3万 t;11202回采工作面10.7万t;11401采煤工作面10万t作为2018年的计划产量。11303回风巷剩余150m未掘,11202运输巷剩余314m未掘,11202回风巷剩余323m未掘,11101运、回巷还未开口,设计长各400m。应抽放瓦斯煤量为11303采煤工作面为4.3万t,11202采煤工作面为10.7万t,11401采煤工作面10万t(2018年三项计划产量)。2017年计划煤量瓦斯储量计算结果表瓦斯储量约450万m3。(2)可抽瓦斯量瓦斯可抽量计算N=100/(100-C)×(Wh-Wc)式中:C-丢煤百分率%,薄煤层取3,中厚-厚煤层取5;煤层残存瓦斯含量Wc:高变质煤瓦斯含量大于10 m3/t和低变质煤的Wc,可根据各煤层的平均挥发分从AQ1018-2006标准附录C中进行插值选取。见下表煤的可燃质残存瓦斯含量表煤的挥发分Vdaf(%) 6~8 8~12 12~18 18~26 26~35 35~42 42~56 可燃质残存瓦斯含量W1c (m3/t) 9~6 6~4 4~3 3~2 2 2 2 瓦斯可抽量计算表 综上所述,瓦斯储量450万m3,可抽量297.5万m3,占瓦斯储量的66%。三、瓦斯治理达到的目的通过治理瓦斯后,要达到:揭煤层K1值小于0.5,瓦斯压力小0.74MPa,达到消突的目的;巷道掘进,K1值小于0.5,瓦斯压力小0.74MPa,达到消突的目的;本煤层抽放,瓦斯抽采达标,压力低于0.74Mpa,煤层含量的上限为8m3/t,使回采工作面瓦斯降低,达到不超限和消突的目的。达到抽、采、掘平衡。四、钻探设备、抽放设备、封孔等为了能有效实施瓦斯治理,达到目的,必须具备必要的设备:钻探设备:全液750钻机3台,φ75mm钻杆500米。本矿已具备,恢复生产再购置ZY-1250型钻机2套。瓦斯设备:本矿瓦斯抽放设备已完善高负压抽放选用2BEA-303型高负压水环真空泵2台,一台工作,一台备用。最大抽气量90m3/min,最低吸入绝压160hPa;转速300r/min;电机功率为90kw。主机生产厂家配套供给电控设备。低负压瓦斯抽采泵设计推荐选用2BEC-400型低负压水环真空泵2台,一台使用,一台备用。最大抽气量110m3/min,最低吸入绝压160hPa;转速449 r/min;电机功率为132kw。主机生产厂家配套供给电控设备。高负压抽放瓦斯主管采用瓦斯抽采专用管,主管规格为φ315×6;支管规格为φ200×6。低负压抽放瓦斯管路均采用高强度阻燃PVC管:主管管径规格为φ400×6,低负压抽放支管管径规格为φ315×6。3、封孔方式、材料及工艺采用水泥沙浆或聚胺脂封孔,孔口段围岩条件好、构造简单、孔口负压中等时,封孔长度为3~5m,高负压时封孔长度为5~8m;煤层或围岩较为破碎的岩石钻孔封孔长度8~10m,视具体条件以不漏气为准,尽量缩短封孔长度;对煤岩强度不高、封孔深度较长的钻孔采用充填材料封孔,对岩石致密、服务年限不长的钻孔采用机械式封孔器封孔。五、防治瓦斯措施依据(黔府办发[2008]83号文件),矿井必须坚持“先抽后采、监测监控、以风定产”的方针,采掘工作面中的瓦斯必须治理到0.8%以下才能作业。矿井总回风巷或一翼回风巷瓦斯和二氧化碳浓度不得超过0.75%。1、必须建立和健全各级领导及各业务部门的“一通三防”管理工作责任制。矿长必须定期主持研究“一通三防”工作(矿每月至少一次),并保证这一工作所需的人、财、物。矿总工程师全面负责“一通三防”技术业务管理工作。各矿副职对其分管范围内的安全工作负责。各采掘区(队)长对所辖区内“一通三防”工作全面负责。安监部长及驻矿安全监察站(站)长负责对防止重大瓦斯煤尘事故的安全措施的实施情况进行监督检查。2、配备足够的瓦斯检查员每个工作面每班必须有一名专职瓦检员,瓦检员必须经培训合格,持证上岗。3、健全稳定、合理、可靠的通风系统加强通风是防止瓦斯积聚最基本、最有效的措施。采掘工作面通风系统稳定,风量符合作业规程的规定,通风系统不合理或风量不足的要停产整顿。局部通风设施必须由指定人员负责管理,严禁随意停开局扇和不按标准安装、维护风筒。严格矿井瓦斯管理和检查制度,必须按《煤矿安全规程》要求配齐瓦斯检查人员。瓦斯检查员配备不足的由矿长负责,瓦斯检查出现空班漏检或弄虚作假由通风区(队)长负责。回采工作面上隅角瓦斯积聚,掘进工作面高顶瓦斯积聚都要采取有效措施处理,凡因未制定措施而引起瓦斯煤尘事故的由矿总工程师负责,措施执行不力而发生事故,由分管矿长和采掘区(队)长负责。(1)通风系统合理、稳定1)矿井必须有完整、独立的通风系统,并确保通风系统合理。本矿有两个进风井进风,一个回风井回风,各采区有单独的回风道,通风系统完善可靠。改变全矿井通风系统时,必须编制通风设计及安全措施,由企业技术负责人审批。2)、生产水平和采区必须实行分区通风,准备采区,必须在采区构成通风系统后,方可开掘其他巷道。采煤工作面必须在采区构成完整的通风系统后,方可回采;3)采区进、回风巷必须贯穿整个采区,严禁一段进风、一段回风,本设计采区上山贯穿整个采区;4)本矿井设有专用回风井、采区设有专用回风上山;5)、采掘工作面实行独立通风,严禁任何2个工作面之间串联通风。本设计采面、掘进面之间独立通风;5)采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。6)采区变电所必须有独立的通风系统;本设计未设置采区变电所。7)巷道贯通的通风系统:掘进巷道相距20m前,必须停止一个工作面作业,做好调整通风系统的准备工作。贯通时,必须由专人在现场统一指挥,停掘的工作面必须保持正常通风,设置栅栏及警标。贯通后,必须停止采区内的一切工作,立即调整通风系统,风流稳定后,方可恢复工作。(二)通风设施完好、可靠1)所有通风构筑物(控制风流的风门、风墙、风窗)的质量必须符合要求,并能保障通风系统的稳定可靠;因风桥抗灾能力差,本设计不允许使用风桥。2)已有的通风设施要建立日常检查和维护制度,保持通风设施完好可靠;3)防突风门的砌筑要进行专门设计,其设置的位置、质量、强度必须满足防突的要求;4)废弃巷道、采空区、盲巷和暂时不用的巷道要及时进行封闭;5)总回风巷、主要回风巷不得设置风流控制设施;6)要根据采掘进度及时施工永久通风设施,减少临时通风设施数量,确保风流稳定,控制可靠;7)、井下密闭必须挂牌、上图,启封密闭必须编制专门措施。8)加强风筒管理(3)加强局部通风及管理掘进巷道必须采用局部通风机通风,掘进通风方式采用压入式,不得采用抽出式,掘进工作面禁止采用扩散通风。安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定:1)、局部通风机必须由指定人员负责管理,实行挂牌管理,保证正常运转。2)局部通风机和启动装置,必须安装在进风巷道中,距掘进巷道回风口不得小于10m;全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速为:①采区进回风巷、采煤工作面、掘进中的煤巷及半煤岩巷最低风速不低于0.25m/s;②掘进中的岩巷、其他通风行人巷道最低风速不低于0.15m/s。3)采用“双风机,双电源”:即正常工作的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机,并能自动切换。备用局部通风机电源必须取自同时带电的另一电源,当正常工作的局部通风机故障时,备用局部通风机能自动启动,保持掘进工作面正常通风。4)必须实现“三专两闭锁”,即局部通风机必须采用三专(专用开关、专用电缆、专用变压器)供电。使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁,保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障,切换到备用局部通风机工作时,该局部通风机通风范围内应停止工作,排除故障;待故障被排除,恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。掘进工作面,必须装备甲烷断电仪和风电闭锁装置。5)必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离、混合式通风的局部通风机和风筒的安设、正常工作的局部通风机和备用局部通风机自动切换的交叉风筒接头的规格和安设标准,应在作业规程中明确规定。可由LR=(4~5)S0.5确定(S为掘进巷道净断面积),本设计取5m。6)正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后,当电源恢复时,正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动,必须人工开启局部通风机。7)每15天至少进行一次甲烷风电闭锁试验,每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验,试验期间不得影响局部通风,试验记录要存档备查。8)严禁使用3台以上(含3台)局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用l台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。9)使用局部通风机通风的掘进工作面,不得停风;因检修、停电、故障等原因停风时,必须将人员全部撤至全风压进风流处,并切断电源。恢复通风前,必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯,只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可由指定人员开启局部通风机。10)硐室扩散通风的要求:①、井下机电设备硐室应设在进风风流中,如果采用扩散通风硐室深度不能超过6m、入口宽度不得小于1.5m且无瓦斯涌出。②、采区变电所必须有独立的通风系统。本矿井不考虑设置采区变电所。(4)、矿井通风设备要求1)矿井必须采用机械式通风,必须安装2套同等能力的主要通风机装置,其中1套作备用,备用通风机必须能在10min内开动。本设计主要通风机装备2台,l台工作,l台备用。2)矿井主要通风机必须采用双回路供电,备用风机必须带电备用,一回路电源停止供电后,另一回路必须马上投入运行。自配电房至风机供电线路上严禁分接负荷。3)主要通风机采用轴流式风机电机反转反风方式,主要通风机反风风量不小于正常供风量的40%;每年应进行1次反风演习;4)主要通风机必须安装在地面;装有通风机的井口必须封闭严密,其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%,有提升设备时不得超过15%。5)必须保证主要通风机连续运转。6)严禁采用局部通风机或风机群作为主要通风机使用。7)装有主要通风机的出风井口应安装防爆门,防爆门每6个月检查维修1次。8)至少每月检查1次主要通风机。改变通风机转数或叶片角度时,必须经矿技术负责人批准。9)新安装的主要通风机投入使用前,必须进行1次通风机性能测定和试运转工作,以后每5年至少进行1次性能测定。10)严禁主要通风机房兼作它用。主要通风机房内必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表,还必须有直通矿调度室的电话,并有反风操作系统图、司机岗位责任制和操作规程。主要通风机的运转应由专职司机负责,司机应每小时将通风机运转情况记入运转记录簿内;发现异常,立即报告。11)因检修、停电或其他原因停止主要通风机运转时,必须制定停风措施,主要通风机停止运转时,受停风影响的地点,必须立即停止工作、切断电源,工作人员全部撤出。(5)采空区管理要求采空区必须及时封闭,必须随采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道,采煤工作面回采结束后,必须在45天内进行永久性封闭。4、保证工作面有充足的风量和合理的风速(1)矿井供风量必须满足所有采掘工作面及硐室的风量需求,安排采掘作业计划前进行通风能力核定,必须按实际供风量核定矿井产量,严禁超通风能力生产。不能满足用风需要时,必须进行系统改造和设备更新,否则按实际供风量核定矿井产量。(2)矿井风速符合《煤矿安全规程》规定,根据本矿巷道布置、生产能力、装置等,设计风速和允许风速如下表。巷道风速表巷道名称 允许风速(m/s) 最低 最高 无提升设备的回风井和风硐 15 专为升降物料的井筒 12 升降人员和物料的井筒 8 主要进、回风巷 8 运输机巷,采区进、回风巷 0.25 6 采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷 0.25 4 掘进中的岩巷 0.15 4 其他通风行人巷道 0.15 (3)在主要风巷中,均建立测风站。必须建立测风制度,每10天进行1次全面测风。对采掘工作面和其他用风地点,应根据实际需要随时测风,每次测风结果应记录并写在测风地点的 记录牌上。根据测风结果采取措施,进行风量调节。矿井必须有测风记录。(4)矿井必须有足够数量的通风安全检测仪表。仪表必须由国家授权的安全仪表计量检验单位进行检验。(5)矿井应绘制矿井通风系统立体示意图和矿井通风网络图,通风系统图必须标明风流方向、风量和通风设施的安装地点。必须按季绘制通风系统图,并按月补充修改。通风系统图中标明各测风站巷道断面、风量、风速等。(6)及时进行巷道检查和维修,保证井下巷道断面及高度符合要求。(7)定期对矿井通风设施进行检查和维护,保证通风调节可靠。(8)合理预测矿井瓦斯涌出量,制定风量计算办法,定期进行风量计算和分配调节。作业规程中必须有通风设计,证采掘面充足配风。(9)硐室配风量要满足设备降温、空气质量符合规定、有害气体不超限的要求。5、矿井要进一步完善安全监测系统矿井瓦斯监控系统必须完善,并正常使用。掘进工作面迎头必须按规定悬挂瓦斯监控探头。装备安设和维修由矿井机电队队长负责:瓦斯监测仪器的日常使用管理由采掘区(队)长负责。矿井必须建立专门的安全监测队伍,负责从事日常仪器的管理和维修工作。所有监测仪器的维修费用,必须予以保证。6、加强瓦斯检查制度(1)采面回风巷中,风流中CH4浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时,都必须停止作业,撤出人员,切断电源采取措施进行处理。(2)工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止打眼,放炮地点附近20m内的风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁放炮。(3)工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作、撤出人员、切断电源,进行处理。(4)电动机及其它开关地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止运转、撤出人员、切断电源、进行处理。(5)工作面内,在体积大于0.5m3的空间中局部瓦斯聚积,瓦斯浓度达到2%时,附近20m内停止工作、切断电源、进行处理。(6)必须爱护通风设施,严禁同时打开两道风门。(7)矿井的放炮员必须配备便携式瓦检仪。放炮必须严格执行“一炮三检”(装药前、放炮前、放炮后)制和“三人连锁放炮”(放炮员、班组长、瓦检员)制。每个炮眼必须按规定充填炮泥。(8)要切实加强瓦斯排放、巷道贯通和盲巷管理工作。排放瓦斯和巷道贯通要认真编制安全措施并执行有关规定。所有井下盲巷和临时停风地点必须按照《煤矿安全规程》要求设置密闭和栅栏,定期检测瓦斯和氧气浓度,并严禁任何人员违章进入。xx瓦斯抽采目标(1)xx主要完成采区南翼集中运输上山和集中轨道上山、11202、11401运输巷、回风巷及切眼的掘进工作面条带瓦斯抽放,11303采面区域块段瓦斯抽放;11303采面回风巷掘进工作面的条带瓦斯抽放,瓦斯治理工程量76631米。(2)全年计划抽放巷道工程量0m、瓦斯抽采量计划297.5万m3、瓦斯综合利用量0万m3。(3)瓦斯抽采工程计划表(附后)。第四节 矿井探放水工程计划针对我矿的实际情况与水文地质报告提供的相应资料,采掘期间探放水工作是矿井安全工作的重要环节,掘进期间严格执行国家防治水方针,坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则,为保证矿井2017年掘进工作的顺利进行,结合矿井实际情况,特制定xx探放水计划。一、探放水的设计1、探水眼的巷帮保护距离、 钻孔深度及超前距的确定:各掘进工作面探放水孔超前距、帮距、巷道允许掘进距的确定:根据黔煤办字(2007)37号《关于加强小煤矿水害防治工作的通知》规定及《煤矿防治水规定》:对本矿开采所造成的老空、老巷、水窝等积水区,水压不超过1MPa,探水线至积水区的最小距离:在煤层中不少于30m,在岩层中不少于20m。探放钻孔眼底至掘进工作面的距离不得小于30m的超前距,探放水孔深度不得小于100m。2、探水眼布置矿井开采煤层属缓倾斜煤层,主要是防止积水从工作面侧、上方巷道溃入造成突水或透水,为此,钻孔布置成扇形。各掘进工作面探访水时必须严格按照探水眼布置、探水眼个数、方向、倾角、深度和孔径进行施工。探水眼位置:在工作面中间沿岩层布置成扇形。探水眼个数:五个,1个中心眼,2个向巷道左右,2个向巷道上下的探水眼。二、2017年计划掘进工程量11303回风巷计划掘进150米,计划打钻孔总计1664米。11401运输巷计划掘进323米,计划打钻孔总计4160米。11401回风巷计划掘进430米,计划打钻孔总计4576米。11202运输巷计划掘进280米,计划打钻孔总计3328米。11202回风巷计划掘进280米,计划打钻孔总计4160米。11401切眼计划掘进110米,计划打钻孔总计1248米。11202切眼计划掘进110米,计划打钻孔总计1248米。本年度计划打探水孔:12384米。探水设备配备ZDY-750型钻机3台,各台钻机配备钻杆不少于150米。四、每个巷道配备2台7.5KW的水泵及足够的水管作备用。五、探水作业安全措施1、探水前必须检查支架情况、帮顶是背好。巷道道及排水沟是否畅通,所有排水设备及管路是否能正常排水。2、探水前必须加强钻探迎头及附近巷道支护,背好顶帮,有松动或破损的支架要立即修正工或更换。在迎头打好坚固的立柱和栏板,防止高压水冲垮煤壁及支架。3、煤壁有松软或膨胀等现象时,要及时处理,闭紧填实,必要时要打上木垛,防止水流冲垮煤壁,造成事故。4、对巷道水沟上的浮煤、碎石等杂物应随时清理干净,若水沟被冒顶或片帮堵塞时,应立即修复。5、避灾路线内不得有煤炭、木料、矿车及其它与探水作业无关的设备、工具等阻塞。必用的材料、设备、工具等,必须放置一侧整齐,时刻保证畅通无阻。6、值班电工必须在钻探前检查井下所有排水泵、管路的完好情况并进行试运转,若有故障,不能保证井下排水泵最大排水量,必须报告井下带班领导,立即停止钻探。井下水仓必须在探放水前排至最低水位,尽可能保持最大容水量。7、探水工作面或其附近必须安设电话,直通地面调度室和井下有可能受其威胁的相邻地点。遇有水情时及时向调度室报告,并通知井下有关人员撤离危险区。8、在接近积水可疑区时,或迎头已出现透水预兆时,进行钻探放水,钻探眼前,必须在距钻探迎头15米左右处掘一能容纳所有进行探放水人员的安全躲避硐,在遇到突然透水时,探水作业人员能进行安全躲避。9、掘进工作面探放水采用局部通风机通风,瓦斯检查员必须加强导风筒检查,发现风筒吊挂不直或漏风,必须在钻探前进行处理,风筒出风口距迎头不得大于5米,确保作业点供风。10、在开钻前:瓦检员必须检查钻探迎头瓦斯浓度,在风流中瓦斯浓度这到0.8﹪时,不得打眼。在钻眼时钻机及开关附近20m内风流中瓦斯浓度这到0.8﹪时必须停止工作,切断电源。撤出人员进行处理。11、在钻探过程中,瓦检员必须巡回检查钻探迎头及巷道内瓦斯浓度及其它有害气体浓度,发现超限,必须立即通知停止钻眼,切断电源,撤出人员进行处理。12、钻探前,钻机必须安装牢固,方能开钻。13、钻探眼时,钻机后面不得站人,防止钻杆绞人。14、在钻探眼过程中,若发现煤岩显著变软,片帮,来压或钻孔中有水压、水量突然增大,以及出现顶钻等异常现象时,应立即停钻检查,如孔内的压力很大,应马上将钻杆固定,切勿移动和拨出钻杆,同时派人监视水情和报告矿调度室。如果发现情况危急时,必须立即撤出所有受水威胁地区人员,然后采取措施,进行处理。六、钻机操作安全措施1、开钻前先敲帮问顶,检查工作面顶板支柱情况,若不好,先加强支护后方可开钻。2、开钻时,先开水,再开机,严禁打干眼。3、开钻时,人要站在钻机的侧面,严禁站在钻机后面,防止钻杆绞人。4、操作要平稳,推力要均匀,钻孔要保持设计方向和角度,不要左右摇摆和使钻杆打弯。5、万一卡钻时,应立即停钻,用牙钳拔动钻杆,松动后加大供水,开钻排粉。6、打钻中途若出现压力水顺钻杆流出,立即停钻,不准抽出钻杆,应立即固定钻杆,人员撤退到安全地点。七、钻孔放水安全措施1、在查明(或探明)老采空区积水量较大时应采取钻孔放水的方法,有计划地将积水全部或部分疏放出来,从而彻底消除在采掘过程中发生突然涌水的可能性。2、探到水源后,水量不大时,采用探孔放水;水量很大及水压过大时,则需另放水钻孔。放水钻孔的直径75㎜,孔深不大于70m,放水钻孔孔口必须安装套管加固,并有放水阀门,以便有控制的放水。3、如果煤质松软,水压较大时,还需对巷道全断面进行加固。钻孔放水前,必须估计积水量,根据矿井排水能力和水仓容量,确定控制放水流量。以免盲目放水引起水灾4、放水前,应进行放水量、水压等试验,如果发现管壁漏水,或放水效果不好等,应及时处理。5、放水时及放水过程中,必须设专人监测钻孔出水情况,测定水量、水压,做好记录。若水量突然变化时,必须及时处理,并立即报矿调度室。6、放水前,应规定好人员撤退路线,并保证路线畅通。7、孔口管依下列方法安装。钻机固定后,先打一大孔,孔深与口管长度一致,先将孔内冲洗干净,注入水泥液(或树脂锚固剂),再将孔口管放入孔内,放好后再将管固定,等水泥浆(或树脂)凝固后,即可在管内探水钻进。如有必要控制流水量时,可使用带上闸阀丝口的钢管,等钻进完工后,装上闸阀控制流量。8、孔口管安装完后,需对孔口管做一次耐压试验,检查孔口管强度,强度大于水头压力1.5倍以上。八、探放水作业现场验收制度1、每个工作面(或其它探放水点)每次进行探放水眼作业时,都必须有井下带班领导和跟班安全员,对探放水眼作业的各项参数,按照该工作面(或探放水点)探放水设计要求进行验收,并在“探放水前探孔布打记录表”上做好记录并签字。2、在安装好钻机后,钻眼前,井下跟班矿长,当班安全员首先对照该工作面探放水设计参数,检查探眼方位,角度,校对好后方可钻眼。3、在钻眼过程中,当班安全员必须随时检查探眼方位、角度。不符合设计要求的,及时校准。4、每个探水眼打完撤出钻杆时,井下跟班领导、当班安全员必须丈量探眼深度,并在“前探孔记录表”上做好记录并录并签名。如果小于设计深度,必须当场补钻,确保每个探眼的钻打深度大于或等于设计深度。5、每次进行钻探水眼作业前,井下带班领导、跟班安全员都必须丈量一次该巷道的掘进总长度,和巷道内各监测桩距离,并在钻探迎头外3米处标志好监测桩号,把所丈量数据记录在“前探孔面打记录表”上,以便随时核对“允许掘进距离”和“钻孔超前距离”。6、每次打完探放水眼后,井下带班领导,安全检查员都必须把各钻孔深度、允许掘距离、钻孔直径、监测桩编号、钻孔安全观察预测情况(钻孔瓦斯涌出量、有害气体涌出量、是否有水渗出、钻眼是否有压力等情况)记录在“前探孔面打记录表”上并签字,一式三份,一份交矿调度室存档,一份交矿技术部,一份挂在该工作面醒目位置,以便井下管理人员及作业人员核对允许掘进距离和钻孔超前距。2017年:产量16.3万t,总进尺1823m,其中开拓巷进尺0m,准备巷进尺0m,回采巷道进尺1823m。第五节 采掘抽探连锁工程综合分析一、采掘接替分析矿井从2015年7月份至2016年12月份停产以来,未对井下进行维护整改,巷道变形、底鼓、片帮、局部漏顶,风门设施损坏严重,采、掘、机、运、通系统需全面整改维护。矿井安全生产许可证2016年11月11日到期后未办理延期相关工作。xx三项计划在2015年采掘作业基础上进行编制。1、xx采掘队伍保证在1个采煤队、2个掘进队、1个维修队。2、因为办理安全生产许可证延期有关工作,2017年三项计划按10个月时间进行编制。3、xx计划生产原煤产量16.3万吨,其中回采煤15万吨,掘进煤1.3万吨。2、计划掘进进尺1823m(其中无开拓工程、准备开拓巷),半煤巷进尺 1823m,维修1140m。3、年动用工作面2个,动用储量15.0万吨。二、瓦斯抽采计划分析1、矿井瓦斯情况矿井属于比德向斜,根据xx省煤炭管理局文件,对毕节市煤矿2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复。该矿井均为高瓦斯矿井。2、煤与瓦斯突出危险性可能性及防突因素分析根据煤炭科学研究总院沈阳研究院二〇一二年十二月提供的《xx县阳场镇xx煤矿11、12、13、14号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定》报告,鉴定结论为xx县xx镇xx煤矿11、12、13、14号煤层为突出煤层。根据xx省能源局文件“黔能源煤炭【2012】489号关于毕节市市能源局《关于请求审批2012年度地方煤矿瓦斯等级鉴定报告》的批复”, 故矿井在建设和生产过程中必须严格按照两个“四位一体”防突措施的要求进行防突管理。防突工作坚持区域防突措施先行、局部防突措施作补充的原则突出矿井采掘工作做到不掘突出头、不采突出面。未按要求采取区域综合防突措施的,严禁进行采掘活动,区域防突工作应当做到多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标”。矿井以后的防突工作中,应以降低煤层瓦斯压力和降低煤层瓦斯含量为主要目标,并达到煤层瓦斯压力小于0.74 MPa或瓦斯含量小于8m3/t,必须做到不采突出面、不揭突出头。3、煤与瓦斯突出矿井属于生产矿井,生产过程中没有发生过煤与瓦斯突出,根据煤层突出鉴定结果为突出矿井,2017年生产过程中严格按照煤与瓦斯突出矿井的规定进行管理。4、通过治理瓦斯后,要达到一下目标:(1)掘进期间煤层K1值小于0.5,瓦斯压力小0.74MPa,达到消突的目的;(2)巷道掘进,K1值小于0.5,瓦斯压力小0.74MPa,达到消突的目的;(3)本煤层抽放,瓦斯抽采达标,压力低于0.74Mpa,煤层含量的上限为8m3/t,使回采工作面瓦斯降低,达到不超限和消突的目的。(4)通过瓦斯治理,矿井达到抽、采、掘平衡的目地。三、探防水计划分析1、探水眼的巷帮保护距离、 钻孔深度及超前距的确定:xx各掘进工作面探放水孔超前距、帮距、巷道允许掘进距的确定,根据黔煤办字(2007)37号《关于加强小煤矿水害防治工作的通知》规定及《煤矿防治水规定》:对本矿开采所造成的老空、老巷、水窝等积水区,水压不超过1MPa,探水线至积水区的最小距离:在煤层中不少于30m,在岩层中不少于20m。探放钻孔眼底至掘进工作面的距离不得小于30m的超前距,探放水孔深度不得小于100m。2、探水眼布置矿井开采煤层属缓倾斜煤层,主要是防止积水从工作面侧、上方巷道溃入造成突水或透水,为此,钻孔布置成扇形。各掘进工作面探访水时必须严格按照探水眼布置、探水眼个数、方向、倾角、深度和孔径进行施工。探防水工作重点根据采掘工程接替安排,矿井掘进过程中严格执行《煤矿防治水规定》、《煤矿安全规程》中水害防治的有关规定,对11303回风巷、11302回风巷、11202回风掘进期间探防水工作作为重点盯守工程。综上所述,xx矿井采掘、抽采、探防水工做能够平衡作业,严格遵循采掘、抽采、探防水工作实施过程管理,严格执行“以抽保掘、以探定掘、以掘保采、以采定掘”的工作方针。第四章 矿井“四量”情况及附件(一)矿井开拓煤量81万t ,准备煤量40万t ,回采煤量8万t ,抽采达标煤量8万t 。(二)2017年矿井“四量”情况表。开拓煤量(万t) 准备煤量(万t) 回采煤量(万t) 抽采煤量(万t) 备注 81 40 8 8 附件:1、表格。(1)xx计划汇总表;(2)xx采面接续表;(3)xx掘进计划表;(4)xx瓦斯治理工程计划表;2、图纸。(1)《xx煤矿井上下对照图》;(2)《xx煤矿采掘工程接续平面图》;(3)《xx煤矿瓦斯治理工程布置平面图》;
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