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文檔簡介
1、四、設計變更對照表變更前后對照表及理由序號變更前設計情況變更后設計情況變更理由1.資源儲量全井田共獲3、6、10下、11號煤層保有資源/儲量53.08Mt, 9+10號高硫煤保有資源/儲量16.95Mt。礦井3、6、10下、11號煤層設計資源儲量43.17Mt。礦井3、6、10下、11號煤層設計可采儲量為30.31Mt。全井田共獲得保有資源/儲量54.61Mt。礦井設計資源儲量45.47Mt。礦井設計可采儲量為27.95Mt。礦井王和南斷層以南區域設計可采儲量為17.55Mt。根據補充勘探地質報告計算。2.井田開拓主斜井斜長267m,掘至10煤層底板巖層中,裝備帶式輸送機,擔負礦井的提煤任務,
2、安設臺階扶手,作為礦井的進風井和安全出口。副斜井至10號煤層底板斜長528m。行人斜井至10號煤層底板斜長619m。回風立井至10下號煤層底板垂深370m。設2個水平開拓全井田,其中第一水平開采井田南部煤層,標高為+1292.284m,第二水平開采井田北部煤層,標高為+1200m。在王和南斷層以南采區分別沿暗斜井方位設3、6、10下號煤層采區運輸、軌道、回風巷開采南部采區。回風立井井口坐標(54坐標系)X=4095264.120,Y=19607414.855;(80坐標系)X=4095215.359,Y=19607345.828,Z=+1570。主斜井斜長276.3m,掘至10煤層底板巖層中,
3、裝備帶式輸送機和檢修道,擔負礦井的提煤任務,作為礦井的進風井。副斜井至10號煤層底板斜長529.8m。行人斜井:凈寬3.2m,凈斷面9.14m2,傾角11°/20°/14°,至10號煤層底板斜長686m。回風立井至10下號煤層底板垂深361.5m。前期設一個主水平和一個輔助水平開采王和南斷層以南采區,作為礦井的二水平,二水平水平標高+1166m,二水平輔助水平標高+1238m。后期設一個水平開采王和南斷層以北采區,作為礦井的一水平,一水平標高+1290.32m。在王和南斷層以南采區沿F9斷層東側布置6號煤層一采區運輸、軌道、回風巷,開采6號煤層南部一采區。在井田南
4、部邊界沿3號煤層掘進31采區運輸、軌道、回風巷開采3號煤層南部一采區。在王和南斷層以南沿6號煤層掘進62采區運輸、軌道、回風巷開采6號煤層南部二采區。9+10、10下、11號煤層的一采區維持原設計。9+10、10下、11號煤層的二采區巷道沿王和南斷層以南布置。取消3號煤層采區煤倉和3號煤層采區甩車場。后期王和南斷層以北采區巷道沿F2斷層西部邊界向井田北部邊界掘進,到達井田北部邊界后分別向東西方向沿井田北部邊界掘進10下號煤層采區運輸、軌道、回風巷。回風立井井口坐標(54坐標系)X=4095385.628,Y=37607320.371;(80坐標系)X=4095434.206,Y=3760738
5、9.530,Z=+1548.100。根據補充勘探地質重新設計。回風立井位置發生變化。增加9+10號煤層開拓方案。3.采區布置全井田共劃分24個采區, 301、601采區為首采采區,分別布置一個回采工作面。30101工作面位于301采區南部邊界,60101工作面位于601采區北部邊界。原設計礦井移交和達到設計生產能力時,新增井巷工程總長度17626m,新增掘進總體積279909m3,萬噸掘進率196m。全井田共劃分22個采區,61采區為首采采區。在61 采區布置一個工作面滿足礦井0.90Mt/a的生產能力。取消3號煤層回采工作面。6101工作面位于王和南斷層南部斷層破壞帶以南。本次變更設計礦井移
6、交和達到設計生產能力時,新增井巷工程總長度11469.5m,新增掘進總體積137946m3,萬噸掘進率127m。根據開拓布置調整采區劃分。根據補充勘探地質報告,原設計首采工作面為無煤區,調整首采面位置。4.采煤設備3號煤層雙滾筒采煤機MG80/200-BW,可彎曲刮板輸送機SGB-630/180,轉載機SGB-630/180,乳化液泵BRW-400/31.5,調度絞車JD-40,噴霧泵BTW315/6.3,帶式輸送機SSJ800/90。6號煤層雙滾筒采煤機MG375-W,可彎曲刮板輸送機SGB-630/180,轉載機SZZ-764/132,乳化液泵BRW-400/31.5,調度絞車JD-40,
7、噴霧泵BTW315/6.3,帶式輸送機SSJ1000/125。6號煤層雙滾筒采煤機MG300/730-WD,可彎曲刮板輸送機SGZ-764/630,轉載機SZZ-764/200,乳化液泵BRW-400/31.5,調度絞車JD-16,噴霧泵BPW315/10,帶式輸送機DSJ1000/63/2×160。3號煤層雙滾筒采煤機MG100/240-BWD,可彎曲刮板輸送機SGZ-630/150,轉載機SZB-730/40,乳化液泵BRW-400/31.5,調度絞車JD-16,噴霧泵BPW315/10,帶式輸送機DSJ80/45/2×55。根據實際訂貨調整。5.礦井通風和安全礦井總風
8、量為130m3/s。達到設計產量時,礦井最小負壓1104Pa,最大負壓1147Pa。礦井通風容易時期等積孔為4.66m2,通風困難時期等積孔為4.57m2, 礦井通風難易程度屬容易。礦井總風量變更為132m3/s。達到設計產量時,礦井通風系統最小負壓700Pa,最大負壓1193Pa。礦井通風系統通風容易時期等積孔為5.94m2,通風困難時期等積孔為4.55m2,通風難易程度屬容易。在集中軌道巷與集中運輸巷中部設1個永久避難硐室,主要為全礦井井下作業人員提供避難場所。在6101工作面運輸順槽和6101工作面回風順槽距離工作面1000m處分別設置1個臨時避難硐室,為6101回采工作面作業人員提供避
9、難場所。在一采區軌道巷一采區變電所附近設置1個臨時避難硐室,為6102運輸順槽掘進工作面和一采區水泵房作業人員提供避難場所。根據開拓布置變更相應調整。6.井下運輸運輸大巷選用DTL100/70/2×160型帶式輸送機。3號采區1#帶式輸送機選用DTL80/25/1×160型帶式輸送機。3號采區2#帶式輸送機選用DTL80/25/1×45型帶式輸送機。6號采區1#帶式輸送機選用DTL100/45/1×250型帶式輸送機。6號采區2#帶式輸送機選用DTL100/45/1×45型帶式輸送機。運輸暗斜井選用DTL100/70/2×280型帶式
10、輸送機。 一水平運輸大巷選用DTL100/70/185×2型帶式輸送機。運輸暗斜井選用DTC100/70/200×2型帶式輸送機。集中運輸巷選用DTL100/70/75×2型帶式輸送機。一采區運輸巷選用DTL100/70/160×2型帶式輸送機。根據開拓布置,取消了3號煤層回采工作面,調整了6號煤層回采工作面位置,并且調整了采區巷道布置,重新計算選型運輸設備。3號煤層采區軌道巷選用SQ-80/55B型無級繩連續牽引車,電機功率55kW。30101工作面回風順槽選用SQ-80/55B型無級繩連續牽引車,電機功率55kW。60101工作面回風順槽選用SQ-8
11、0/110B型無級繩連續牽引車,電機功率110kW。6號煤層采區軌道巷選用SQ-80/132B型無級繩連續牽引車,電機功率132kW。集中軌道巷選用SQ-80/110B型無極繩連續牽引車,電機功率110kW。6101工作面回風順槽選用SQ-120/132B型無極繩連續牽引車,電機功率132kW。一采區軌道巷選用SQ-120/132B型無極繩連續牽引車,電機功率132kW。根據開拓布置,取消了3號煤層回采工作面,調整了6號煤層回采工作面位置,并且調整了采區巷道布置,重新計算選型運輸設備。7.提升、通風、排水、壓氣設備主斜井選用DTC80/25/132型帶式輸送機。主斜井選用DTC100/25/1
12、10×2型帶式輸送機。提升、通風、排水、壓氣設備采用集團公司統一訂購、調配。副斜井選用1部2JK-3/31.5型雙滾筒提升機。副斜井選用1部2JK-2.5×1.5/31.5型雙滾筒提升機選用2臺FBCDZ-10-27B型對旋式軸流風機,配用YBFe450M1-10型電機, 功率220kW×2。選用2臺FBCDZ-27B型對旋式軸流風機,配用YBF560M2-10型電機, 功率220kW×2。6號層排水設備選用MD85-67×3型離心水泵3臺,配套YB280S-2型防爆電機,功率110kW。10號層排水設備選用MD85-45×5型離心水
13、泵3臺,配套YB315S-2型防爆電機,功率110kW。一采區水泵房排水設備選用BQS100-70/2-45/N(M)型礦用隔爆型攪拌潛水排沙電泵3臺,功率45kW。軌道暗斜井井底水泵房排水設備選用MD85-45×4型離心水泵3臺,配套Y280M-2型防爆電機,功率90kW。設計選用4臺AED160 26/0.85型地面用固定螺桿空壓機。空氣壓縮機額定排氣量26m3/min,額定排氣壓力0.85MPa。配用YB355M-2型電動機,功率160kW,電壓380V,轉速2980rpm。利用已有2臺LG-27 /8G型空壓機,額定排氣量27m3/min,額定排氣壓力0.85MPa和2臺AE
14、D160A,額定排氣量27.8m3/min,額定排氣壓力0.85MPa。8總平面布置主生產系統增加了選煤廠設計內容。根據實際施工調整。9.電氣礦井安全監測及生產監測、監控系統型號為KJ78N型原設計選用1套KJ236(A)型礦井人員考勤定位系統。原設計選用1套KTT3井下多功能擴播電話機。原設計選用TC-416型數字交換機60門。變更后為礦方已訂購且施工安裝的KJ95N型,能夠滿足變更后要求。變更后礦井人員考勤定位系統為KJ128A型。變更后為AL2008型256門。該礦井選用1套KT425型井下多功能IP網絡廣播系統。該礦井選用1套KT109R型礦井無線通信系統(wifi技術)。監控、通信設
15、備采用集團公司統一訂購、調配。10.地面建筑工業建筑總體積66984.59m3,其中已有建筑體積14135.0m3。新增建筑體積52849.59m3。棧橋總長度161.0m,全部為新建。行政公共建筑總面積24447.9m2,其中已有建筑體積9859.8m2。新增建筑體積14588.1m2。本次變更后工業建筑體積52849.59 m3。聯合建筑建筑面積由原來的3308.4 m2 變為4285.8 m2,食堂建筑面積由原來的936.0 m2 變為2820.0 m2,單身宿舍建筑面積由原來的2714.4 m2變為12860.9 m2,新增自行車棚等。根據實際施工情況進行調整。11.采暖、通風及供熱1
16、.建筑總熱負荷為375.93×1041.建筑總熱負荷為861.96×104W地面建筑物面積或體積變化。2. 在行人斜井井口房旁新建空氣加熱室1座,內設礦井專用的礦井加熱機組1臺,型號為KJZ-40,每臺供熱量為1004kW,熱媒為0.3MPa的蒸汽,熱風出風溫度為40,在井口混合溫度為2。2. 在行人斜井井口房旁新建空氣加熱室1座,內設礦井專用的礦井加熱機組2臺,型號為KJZ-20,每臺供熱量為502kW,熱媒為0.3MPa的蒸汽,熱風出風溫度為40,在井口混合溫度為2。3. 在工業場地新建鍋爐房1座,內設蒸汽系列煤粉鍋爐3臺,2臺6t和1臺4t,型號分別為WNS6-1.2
17、5-A和WNS4-1.0- A,采暖期3臺鍋爐同時運行,供場區采暖、洗澡和井口防凍使用;非采暖期僅1臺4t鍋爐運行,供職工浴室使用。3. 在工業場地已有鍋爐房1座,內設燃煤蒸汽鍋爐3臺,2臺6t和1臺2t,型號分別為DZL6-1.25-A和DZL2-1.25-A,采暖期3臺鍋爐同時運行,供場區采暖、洗澡和井口防凍使用;非采暖期僅1臺2t鍋爐運行,供職工浴室使用。12.建井工期原初步設計礦井建設工期預計為20個月。其中施工準備期2個月,井巷工程施工期16.6個月,聯合試運轉1.4個月。本次變更設計礦井建設工期預計還需15個月,其中井巷工程施工期9.1個月,聯合試運轉5.9個月。礦方到目前已施工4
18、6個月,故建井總工期為61個月。根據開拓布置調整。13.技術經濟原設計建設項目總資金70344.81 萬元,其中鋪底流動資金1050萬元。建設項目總造價69294.81 萬元,其中井巷工程22401.28 萬元,土建工程3724.93 萬元,機電設備購置12837.69 萬元,安裝工程5076.98 萬元,其他基本建設費用12700.15 萬元,預備費3408.73 萬元,建設期利息為2845.05 萬元,已有工程投資6300.00 萬元。噸煤投資769.94 元/t。變更后建設項目總資金66848.66 萬元,其中鋪底流動資金1050萬元。建設項目總造價65798.66 萬元,其中井巷工程1
19、7776.55 萬元,土建工程6894.81 萬元,機電設備購置12482.58 萬元,安裝工程4761.62 萬元,其他基本建設費用10460.23 萬元,預備費1780.74 萬元,建設期利息為5342.13 萬元,已有工程投資6300.00 萬元。噸煤投資731.10 元/t。2)地面爆炸材料庫采取的安全防范措施(1)地面爆炸材料庫有發放爆炸材料的單獨房間,發放雷管時,在鋪有導電的軟質墊層并有邊緣突起的桌子上進行。(2)地面爆炸材料庫周圍,設鐵刺網,其高度為2.2m,距庫房的距離為6.0m,并有警衛晝夜看守。(3)庫房中均采用C15混凝土鋪底,鋪底厚度為100mm,在存放炸藥和雷管的木架
20、及木地板上必須鋪有一層3mm厚的膠皮板。(4)按照有關規定及要求配備足夠的消防器材,詳見表2-7-1。表2-7-1 地面爆炸材料庫消防器材及材料表 序號名 稱單 位數 量備 注110L泡沫滅火器個228kg干粉滅火器個23砂子m334粘土m335滅火巖粉kg5006水龍帶條37水泥t1.08消防桶個29 鐵鍬張5(5)為了防止直擊雷,地面爆炸材料庫設獨立的避雷針保護,其沖擊接地電阻不大于10;為避免雷電波沿電力線傳入,地面爆炸材料庫的照明使用帶絕緣套的礦燈。在地面爆炸材料庫設有固定電話。3.瓦斯災害防治3.1瓦斯災害因素分析3.1.1瓦斯賦存狀況根據山西省煤炭工業局綜合測試中心2015年3月提
21、供的山西沁源梗陽煤業有限公司礦井3、6號煤層瓦斯涌出量預測報告,山西沁源梗陽煤業有限公司在0.90Mt/a產量條件下,開采6號煤層時,礦井最大絕對涌出量為9.40m3/min,最大相對涌出量為4.97m3/t,回采工作面最大絕對瓦斯涌出量為4.64m3/min,掘進面最大瓦斯涌出量為0.51m3/min。在0.90Mt/a產量條件下,開采3、6號煤層配采時,礦井最大絕對涌出量為11.32m3/min,最大相對涌出量為5.98m3/t;其中配采時3號煤層回采工作面最大絕對瓦斯涌出量為2.04m3/min,掘進面最大瓦斯涌出量為0.34m3/min;6號煤層回采工作面最大絕對瓦斯涌出量為3.09m
22、3/min,掘進面最大瓦斯涌出量為0.51m3/min。按照安監總煤裝2011162號文件煤礦瓦斯等級鑒定暫行辦法規定,山西沁源梗陽煤業有限公司在開采3、6號煤層時,屬于瓦斯礦井。礦井無煤與瓦斯突出危險。 3.1.2瓦斯涌出量預測及變化規律分析瓦斯變化規律與諸多因素有關,如煤的變質程度、埋藏深度、圍巖類型、構造、水文地質條件及開采方法等。一般來講,煤的變質程度越高,埋藏深度越大,圍巖孔隙、裂隙增多以及向斜軸部、斷層附近等均會集存大量瓦斯。因此,在今后生產中應加強瓦斯監測預防工作,并采取相應的防范措施,以確保安全生產。隨著該礦井開采面積不斷擴大和斷裂構造影響,可能引起瓦斯含量的變化,瓦斯有逐漸變
23、高的趨勢。因此,在今后生產過程中須加強通風管理工作,加強檢測監控,防范瓦斯局部積聚造成爆炸事故。3.1.3瓦斯災害治理措施選擇本礦井為瓦斯礦井,通風是降低礦井瓦斯濃度的行之有效的方法,礦井通風要做到有效、穩定和連續不斷,使采掘工作面和生產巷道中瓦斯濃度符合煤礦安全規程要求。3.2防爆措施3.2.1預防瓦斯積聚的措施通風是防止瓦斯積聚的行之有效的方法,礦井通風要做到有效、穩定和連續不斷,使采掘工作面和生產巷道中瓦斯濃度符合煤礦安全規程要求。回采工作面采用一進一回獨立的“U”型通風方式,掘進工作面采用局部通風機壓入式通風方式,采掘工作面在滿足煤礦安全規程要求風速的前提下,按最大風量供給,確保礦井瓦
24、斯濃度不超限。加強局部通風管理,保證局部通風機正常運轉。局部通風機安設風筒,風筒口距工作面不大于5.0m。掘進工作面供風量保證工作面具有足夠的風量,按風機最大吸風量進行計算,禁止掘進工作面擴散通風,臨時停工的地點不得停風,否則切斷電源,設置柵欄防止人員進入。加強通風設施管理,保證通風設施完好,合理進行通風,減少通風設施漏風、提高礦井有效風量率。禁止無風和微風作業,保證采掘工作面最低風速不低于0.25m/s。采取有效措施及時處理局部積存的瓦斯,特別是回采工作面上隅角等地點,應加強檢測與處理,廢棄的巷道及時密閉。3.2.2回采工作面上隅角預防瓦斯積聚的措施由于風流在回采工作面上隅角形成渦流,同時該
25、處風速較低,而瓦斯比空氣輕,浮在空氣上部,生產過程中涌出的瓦斯易積聚在上隅角,不易被風流帶走,上隅角最易發生瓦斯積聚,預防上隅角瓦斯積聚的措施:1)增風法 在不超過煤礦安全規程規定的最高風速的情況下增加工作面風量,以相應增加回采工作面回風隅角風量,達到稀釋回采工作面回風隅角瓦斯的目的。2)高壓水射流法 高壓水通過固定在高壓水射流風機內的特制噴頭形成旋轉霧化射流,高速霧粒與空氣的動量交換和高壓水射流的卷吸作用帶動氣流前進形成引射風流,從而將回風上隅角的瓦斯引排或吹散到回風巷,使其與采煤工作面回風流混合,從而達到處理瓦斯積聚的目的。 在現場使用過程中,可根據回風上隅角具體情況調整高壓水射流風機吸風
26、口或出風口距回風上隅角的距離,使其與回風上隅角瓦斯積聚區保持最佳距離,達到最佳效果。3)高壓水幕吹排回風上隅角瓦斯法 利用高壓水幕射出的霧流,一是可以形成一個局部負壓區在一定程度上增加回風隅角的風量,降低回風隅角的瓦斯濃度;二是射出的高壓霧流在一定程度上能夠吹散積聚區的瓦斯,使其與周圍含有較低瓦斯的空氣混合將部分瓦斯帶走從而降低回風隅角的瓦斯濃度。4)加強超前支護,保證回風巷通風斷面不低于原設計斷面的80%。 5)在上隅角安設噴霧設施,及時消滅摩擦產生的火花。 3.2.3密閉墻處預防瓦斯積聚的措施井下必須構筑可靠的控制風流的風門、風橋、密閉、風窗等通風設施,嚴禁擅自拆除通風設施或者改變通風設施
27、的狀態。凡報廢的采區通向運輸大巷和總回風巷的所有聯絡巷、所有結束回采的工作面、平巷間的聯絡巷都設置永久性密閉,井下巷道需臨時封閉的地點構筑臨時密閉。廢棄的巷道及時設置永久性密閉。1)密閉分為永久密閉和臨時密閉兩種,用于隔絕風流。永久密閉用磚、料石、水泥等構筑;臨時密閉用木板及黃泥構筑,木板設施要魚鱗搭接,表面要用灰、泥滿抹或勾縫。密閉墻兩幫、頂、底需掏槽,槽深要見硬幫硬底。墻體無裂縫,沿密閉周邊抹不少于0.10m寬的裙邊,其厚度不小于0.01m,墻體無漏風(手觸無感覺、耳聽無聲音),工程質量符合設計標準,加強有效堵漏措施,消除根源。2)密閉設施周圍5.0m范圍內巷道支護良好,無雜物、積水、淤泥
28、。3)密閉內有水的,要設反水池或反水管,密閉外設柵欄、警標、說明牌板、瓦斯檢測記錄牌板。4)每個密閉實行建檔掛牌管理,每班至少檢查1次瓦斯和CO2及密閉墻完好狀況。 5)嚴禁任何人破壞柵欄及密閉,嚴禁在柵欄外設材料場及堆放雜物,除執行檢查任務的瓦斯檢測人員外,嚴禁任何人進入柵欄內。6)礦井通風部門必須建立密閉登記卡和管理臺帳,對密閉的名稱、位置、構筑時間、檢查情況等進行詳細登記,并在采掘工程平面圖及通風系統圖上標繪清楚,做到帳、卡、圖三對口。3.2.4采煤機處瓦斯防治措施 回采工作面在采煤機截割部附近和機體與煤壁之間易出現瓦斯積聚,防治瓦斯積聚的措施;1)加大工作面進風量,在采取相應降塵措施的
29、條件下,提高工作面最大允許風速值,提高機道和采煤機附近的風速,但最大風速不超過4m/s。2)降低瓦斯涌出不均衡性,提高采煤機在每一班中的工作時間使采煤機以較小的速度和淺截深連續采煤。3)在采煤機上安裝瓦斯自動檢測報警斷電儀,一旦瓦斯超限及時切斷電源,停止割煤。4)當工作面風速不能滿足防止采煤機附近瓦斯積聚時,采用小引射器提高局部地點風速的辦法,加大采煤機附近的風速。5)采煤機內、外噴霧裝置完好并正常使用,消除截割滾筒與煤壁摩擦產生的火花。3.2.5局部瓦斯積聚的處理措施1)巷道頂板附近瓦斯層狀積聚的處理:增大巷道中的風速,防止瓦斯層狀積聚的風速應大于0.51.0m/s;增加頂板附近的風速,可采
30、用導風法、鐵風筒消除積聚的方法。2)巷道或掘進工作面局部冒頂處瓦斯積聚的處理:用分支導風筒吹散瓦斯;用導風板沖淡瓦斯;用充填黃土消除積存瓦斯的方法。3)恢復有瓦斯積存的盲巷或打開密閉時瓦斯的處理:盲巷恢復生產或打開密閉時,一般用局部通風機排放其中瓦斯,排放時注意以下幾點:(1)采用限制向盲巷內送入風量的措施。局部通風機送入風量應使盲巷或密閉區排出的風流在全風壓風流混合處的瓦斯濃度不超過1%,二氧化碳不超過1.5%,有專職瓦斯檢查人員經常檢查。(2)盲巷或密閉區的回風系統內切斷電源,撤出人員。(3)排放后經檢查證實盲巷中瓦斯濃度不超過1%,二氧化碳濃度不超過1.5%,氧濃度不低于20%,經過30
31、min穩定后,瓦斯或二氧化碳濃度沒有變化,方可恢復正常通風。(4)排放工作在非生產班進行。3.2.6瓦斯檢測監控1)準確地確定礦井瓦斯涌出量是有的放矢地保證礦井安全生產的關鍵,建議礦方移交生產前對礦井瓦斯涌出量進行實測,或請專業部門對礦井瓦斯做進一步檢測工作,以達到準確確定礦井瓦斯涌出量的目的,并在此基礎上,制定相應的防治爆炸措施,有效保證礦井安全生產。2)建立完善的瓦斯檢查制度,每班配備通風檢測專職人員4人,所有采掘工作面每班至少檢查2次。采取有效措施及時處理局部積存的瓦斯,特別是回采工作面上隅角等地點,應加強檢測與處理,廢棄的巷道及時密閉。3)瓦斯檢查人員建立瓦斯巡回檢查制度和請示報告制度
32、,并認真填寫瓦斯檢查班報。每次檢查結果必須計入瓦斯檢查班報手冊和檢查地點的記錄牌上,并通知現場工作人員。瓦斯濃度超過煤礦安全規程有關條文的規定時,瓦斯檢查工有權責令現場人員停止工作,并撤到安全地點。井下停風地點柵欄外、擋風墻外、密閉處瓦斯濃度每天至少檢查1次。礦長、礦技術負責人、爆破工、采掘區隊長、通風區隊長、工程技術人員、班長、流動電鉗工、安全監測工下井時攜帶便攜式甲烷檢測報警儀。瓦斯檢查工攜帶光學甲烷檢測儀。所有采掘工作面、硐室、使用中的機電設備的設置地點、有人員作業的地點都應納入檢查范圍。4)建立安全監控系統,在采掘工作面設置甲烷傳感器,監測風流中的瓦斯動態,并將信息及時傳送到地面安全監
33、測系統控制室,當瓦斯濃度超限時,及時自動切斷電源。3.2.7施工或生產中瓦斯管理措施1)掘進工作面及其他作業地點風流中瓦斯濃度達到1.0%時,停止用電鉆打眼或綜掘機掘進;當采掘工作面臨時采用爆破時,爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1.0%時,嚴禁爆破。采掘工作面及其他作業地點風流中,電動機或其開關安設地點附近20m以內風流中的瓦斯濃度達到1.5%時,停止工作,切斷電源,撤出人員,進行處理。采掘工作面及其他巷道內,體積大于0.5m3的空間內積聚的瓦斯濃度達到2.0%時,附近20m內必須停止工作,撤出人員,切斷電源,進行處理。對因瓦斯濃度超過規定被切斷電源的電氣設備,在瓦斯濃度降到1.0%
34、以下時,方可通電起動。2)采掘工作面風流中二氧化碳濃度達到1.5%時,停止工作,撤出人員,查明原因,制定措施進行處理。3)掘進巷道貫通時,由專人在現場統一指揮,停掘的工作面必須保持正常通風,設置柵欄和警標,經常檢查風筒的完好狀況和工作面及其回風流中的瓦斯濃度,瓦斯濃度超限時,立即處理。掘進的工作面每次爆破前,派專人和瓦檢工共同到停掘的工作面檢查工作面及其回風流中的瓦斯濃度,瓦斯濃度超限時,先停止在掘工作面的工作,然后處理瓦斯,只有在2個工作面及其回風流中的瓦斯濃度都在1.0%以下時,掘進的工作面方可爆破。每次爆破前,2個工作面入口有專人警戒。貫通后,停止采區內的一切工作,立即調整通風系統,風流
35、穩定后,方可恢復工作。4)礦井總回風巷或一翼回風巷中瓦斯或二氧化碳濃度超過0.70%時,立即查明原因,進行處理。5)啟封密閉和巷道貫通時,首先探放密閉巷道內的瓦斯濃度和有毒有害氣體,確保安全后方可啟封。6)實行爆破的掘進工作面,采用濕式打眼和放炮使用水炮泥,其實質是將裝滿水的塑料袋裝填在炮眼內,爆破時水袋被爆破,并將水壓入煤的裂隙和霧化,達到防塵的目的。同時應注意,放炮要檢查煤電鉆電纜接口,電纜和放炮母線是否裸露失爆,確認沒問題后才可以實施爆破作業,放炮前后應噴霧、灑水等。封孔深度要符合煤礦安全規程的要求,并使用合格的炸藥,放炮前后要灑水和沖洗巷幫,掘進工作面實行放炮噴霧。礦井配有足夠的爆破專
36、業人員,使用專用放炮器放炮,嚴禁使用固定母線,爆破工作面應備有放炮警示繩、牌等。放炮要嚴格執行“一炮三檢”“三人連鎖放炮”制度,班長、放炮員、瓦檢員當班不許兼職,警戒設置距離、時間、瞎炮的處理符合煤礦安全規程規定。每放一次炮填寫一次放炮日志,不準下班后一次總填寫。7)掘進工作面局部通風機采用“三專、兩閉鎖”雙風機、雙電源自動切換供電方式。8)巖巷掘進遇到煤線或接近地質破壞帶時,有專職瓦斯檢查工經常檢查瓦斯,發現瓦斯大量增加或其它異狀時,停止掘進,撤出人員,進行處理。9)為防止瓦斯災害事故擴大,回風立井井口設置防爆門,以防瓦斯爆炸事故沖擊波毀壞風機。井下建立完善的隔爆設施。10)入井人員戴安全帽
37、、隨身攜帶自救器和礦燈,嚴禁攜帶煙草和點火物品,嚴禁穿化纖衣服,入井前嚴禁喝酒。11)井口房和通風機房附近20m內,不得有煙火或用火取暖。暖風道用不燃性材料砌筑,并應至少裝設2道防火門。12)井筒與大巷的連接處及井底車場,主要絞車道與主要運輸巷的連接處,井下機電設備硐室,都用不燃性材料支護。在井下和井口房,嚴禁采用可燃性材料搭建臨時操作間、休息間。13)井下嚴禁使用燈炮取暖和使用電爐。14)井下和井口房內不得從事電焊、氣焊和噴燈焊接等工作。15)礦井配有專職瓦斯檢查工。16)綜采工作面采煤機,綜掘掘進機配備有機載瓦斯斷電儀。3.2.8臨時停工點瓦斯管理礦井有因停電和檢修主要通風機停止運轉或通風
38、系統遭到破壞以后恢復通風、排除瓦斯和送電的安全措施。恢復正常通風后,所有受到停風影響的地點,都經過通風、瓦斯檢查人員檢查,證實無危險后,方可恢復工作。所有安裝電動機及其開關的地點附近20m的巷道內,都要檢查瓦斯,只有瓦斯濃度符合煤礦安全規程的規定后,方可開啟機電設備。臨時停工的地點,不得停風;否則切斷電源,設置柵欄,提示警標,禁止人員進入,并向礦調度報告。停工區內瓦斯或二氧化碳濃度達到3.0%或其他有害氣體濃度超過煤礦安全規程第100條的規定不能立即處理時,必須在24h內封閉完畢。局部通風機因故停止運轉,在恢復通風前,由專職的瓦斯檢查員檢查瓦斯,只有在局部通風機及其開關附近10m以內風流中的瓦
39、斯濃度不超過0.5%時,方可由指定人員開啟局部通風機。停風區中瓦斯濃度或二氧化碳濃度超過3.0%時,制定安全排瓦斯措施,報礦技術負責人批準。對停風巷道要及時密閉,并對擋風墻外的瓦斯濃度每班至少檢查一次。對采空區要進行永久性密閉。3.2.9排放瓦斯的措施1)恢復已封閉的停工區或采掘工作面接近這些地點時,要事先排除其中積聚的瓦斯,排除瓦斯工作必須制定安全技術措施,排除瓦斯時不能一風吹。2)排出瓦斯過程中,排出的瓦斯與全風壓風流混合處的瓦斯和二氧化碳濃度都不得超過1.5%,且采區回風系統內必須停電撤人,其它地點的停電撤人范圍應在措施中明確規定,只有恢復通風的巷道風流中瓦斯濃度不超過1.0%和二氧化碳
40、濃度不超過1.5%時,方可人工恢復局部通風機供風、巷道內電氣設備的供電和采區回風系統內的供電。3)恢復已封閉的停工水平或停工區,在恢復通風前,首先檢查瓦斯,在瓦斯排放時,有救護隊參與方可進行瓦斯排放。4)加強瓦斯管理工作,啟封密閉、瓦斯排放、巷道貫通要認真制定專項措施,按規定審批并嚴格實施。通風設施設置要合理、可靠,定期檢查和維護。加強盲巷和采空區密閉管理,堅決杜絕私自開啟密閉行為。3.2.10掘進工作面與廢棄巷道(古空區)貫通時安全組織措施1)掘進巷道掘至廢棄巷道(古空區)一定安全距離時(綜合機械化掘進巷道在相距50m前、其他巷道在相距20m前)必須停止掘進,做好探查廢棄巷道(古空區)頂板、
41、積水、火情、瓦斯和有毒有害氣體的檢查工作,做好調整通風系統的準備工作。2)在探查廢棄巷道(古空區)頂板、積水、火情、瓦斯和有毒有害氣體的檢查工作和做好調整通風系統的工作前必須制定專項的安全技術組織措施。探查廢棄巷道(古空區)頂板、積水、火情、瓦斯和有毒有害氣體的檢查工作必須由專職救護隊員進行。3)只有在經專職救護隊員探查,廢棄巷道(古空區)的頂板、積水、火情、瓦斯和有毒有害氣體均在安全規定的范圍內、不影響巷道的正常貫通,方可進行貫通工作。4)如經專職救護隊員探查,廢棄巷道(古空區)的頂板、積水影響巷道的正常貫通,必須先行組織加強支護和排水工作;如貫通巷道有火情,必須先行組織防滅火工作;如貫通巷
42、道瓦斯和有毒有害氣體濃度超過規定,必須先行組織排放工作。在開始進行上述工作前,必須制定專項的安全技術組織措施并貫徹執行。排出瓦斯過程中,排出的瓦斯與全風壓風流混合處的瓦斯和二氧化碳濃度都不得超過1.5%,且采區回風系統內必須停電撤人,其它地點的停電撤人范圍應在措施中明確規定,只有恢復通風的巷道風流中瓦斯濃度不超過1.0%和二氧化碳濃度不超過1.5%時,方可人工恢復局部通風機供風、巷道內電氣設備的供電和采區回風系統內的供電。5)掘進巷道貫通時,由專人在現場統一指揮,貫通的巷道必須保持正常通風,設置柵欄和警標,經常檢查風筒的完好狀況和工作面及其回風流中的瓦斯濃度,瓦斯濃度超限時,立即處理。炮掘工作
43、面每次爆破前,派專人和瓦檢工共同到待貫通的工作面檢查工作面及其回風流中的瓦斯濃度,瓦斯濃度超限時,必須停止掘進工作面的工作,然后處理瓦斯。只有在掘進工作面和待貫通巷道(古空區)的瓦斯濃度都在1.0%以下時,掘進的工作面方可進行正常貫通。貫通后,停止采區內的一切工作,立即調整通風系統,風流穩定后,方可恢復工作。3.2.11控制和消除引爆火源的措施嚴格控制和加強管理生產中可能引火的熱源。井下電氣設備搬遷或檢修前,必須切斷電源,檢查瓦斯,在回風順槽風流中瓦斯濃度低于1%,再用與電源電壓相適應的驗電筆檢驗,確認無電后,方可進行導體對地放電。本設計井下選用的所有開關的閉鎖裝置均能可靠地防止擅自送電、防止
44、擅自開蓋操作。井下攜帶式電氣測量儀表,在瓦斯濃度符合煤礦安全規程的地點使用,并同時監測使用環境的瓦斯濃度。防止引爆火源措施:1)所有下井人員嚴禁攜帶煙草及點火物品,嚴禁穿化纖衣物入井,嚴禁在井下拆卸敲打礦燈。2)井下電器設備使用防爆、隔爆型電氣設備。電氣設備要有MA標志,杜絕失爆,經常檢查電氣設備金屬面,表面溫度不得大于75,井下變電所的漏電保護每日試驗一次,煤電鉆綜合保護,堅持每班試驗制度。井下電纜、風筒為不延燃型材料。3)堅持使用漏電保護及綜合保護。嚴格按操作規程操作電氣設備。井下動火、動焊,必須經上級主管部門批準,并有瓦斯檢查員現場檢查氣體。4)掘進工作面臨時采用爆破時采用毫秒爆破,炸藥
45、選用煤礦安全炸藥,爆破必須使用水炮泥。爆破及處理瞎炮必須按煤礦安全規程規定執行。5)密閉區、盲巷實行“三斷”,杜絕雜散電流導入密閉區、盲巷。6)井下使用的棉紗布頭和紙等,要存在蓋嚴的鐵桶內,不得亂丟亂放。嚴禁將剩油、廢油灑在巷道內或硐室內。7)井口房和通風機房附近20m內,不得有煙火或用火爐取暖。暖風道和通風風硐必須用不燃性材料砌筑,并應至少設2道防火門。進風井井口設置防火門,一旦地面有火災可及時關閉防火門,可避免地面火災引入井下。8)井筒、井底車場,主要絞車道與主要運輸巷、回風巷的連接處,井下機電設備硐室,主要巷道內帶式輸送機頭前后兩端各20m范圍內,都用不燃性材料支護。9)井下嚴禁使用燈泡
46、取暖和使用電爐。10)井下和井口房內不得從事電焊、氣焊和噴燈焊接等工作。如果必須在井下主要硐室、主要進風井巷和井口房內進行電焊、氣焊和噴燈焊接等工作,每次制定安全措施,并遵守下列規定:(1)指定專人在場檢查和監督。(2)電焊、氣焊和噴燈焊接等工作地點的前后兩端各10m的井巷范圍內,應是不燃性材料支護,并應有供水管路,有專人負責噴水。上述工作地點應至少備有2個滅火器。(3)在井口房、井筒和傾斜巷道內進行電焊、氣焊和噴燈焊接等工作時,在工作地點的下方用不燃性材料設施接受火星。(4)電焊、氣焊和噴燈焊接等工作地點的風流中,瓦斯濃度不得超過0.5%,只有在檢查證明作業地點附近20m范圍內巷道頂部和支護
47、背板后無瓦斯積存時,方可進行作業。(5)電焊、氣焊和噴燈焊接等工作完畢后,工作地點應再次用水噴灑,并應有專人在工作地點檢查1.0h,發現異狀,立即處理。(6)煤層中未采用砌碹或噴漿封閉的主要硐室和主要進風大巷中,不得進行電焊、氣焊和噴燈焊接等工作。3.2.12瓦斯監測監控系統在采掘工作面設置甲烷傳感器,監測風流中的瓦斯動態,并將信息及時傳送到地面安全監測系統控制室,當瓦斯濃度超限時,及時自動切斷電源。在采煤機上、掘進機上各安裝機載式甲烷斷電儀1個,當瓦斯濃度超限時,及時自動切斷采煤機、掘進機電源。3.2.13井下電氣設備防爆措施1)井下電力網的短路電流小于其井下使用的控制用斷路器的開斷能力。2
48、)井下電氣設備必須具有“產品合格證、防爆合格證、檢驗合格證”并選用帶“MA”標志的產品。3) 井下主變電所、采區變電所10kV高壓配電設備選用PJG-10礦用隔爆型高壓真空智能型配電裝置;變壓器選用KBSG礦用隔爆型干式變壓器;660V低壓配電設備選用KJZ型礦用隔爆型智能化真空饋電開關;其它配電點及控制設備均為QBZ礦用隔爆型磁力起動器;照明燈具選用井下防爆型LED照明燈;通訊設備選用礦用防爆兼本安型設備。 各掘進工作面局部通風機采用“三專、兩閉鎖”雙電源連續供電方式,井下所有電動機控制設備,采用真空磁力起動器。井下供電網絡為中性點不接地系統。由地面變電所至井下主變電所及采區變電所的電纜線路
49、上均設有零序電流互感器和相應的漏電保護裝置;井下主變電所的高壓出線回路上裝有高壓漏電保護裝置;井下變電所及采區變電所至移動變電站的10kV線路的漏電和絕緣檢測,由MYPTJ-6/10礦用移動金屬屏蔽監視型橡套軟電纜,通過礦用隔爆型高壓真空配電裝置內的檢漏保護和絕緣監視保護裝置實現。低壓饋出路均裝設有選擇性漏電保護裝置,能自動切斷漏電的饋電線路。每天必須對低壓檢漏裝置的運行情況進行1次跳閘試驗。電機均選用礦用隔爆型真空磁力起動器控制,井下所有電機控制設備均設有短路、過負荷、單相斷線、漏電閉鎖保護及遠程控制功能。電鉆選用礦用隔爆電鉆綜合保護裝置,設有檢漏、漏電閉鎖、短路、過負荷、斷相、遠距離起動或
50、停止電鉆的功能。每班使用前,必須對煤電鉆綜合保護裝置進行1次跳閘試驗。井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線。工作面搬遷或檢修前,必須切斷電源,檢查瓦斯,在其巷道風流中瓦斯濃度低于1.0%時,在用與電源電壓相適應的驗電筆檢驗,檢驗無電后,方可進行導體對地放電。所有開關設備的閉鎖裝置能可靠地防止擅自送電,防止擅自開蓋操作,開關把手在切斷電源時必須閉鎖,并懸掛“有人工作,不準送電”字樣的警示牌,只有執行這項工作的人員才有權取下此牌送電。操作井下電氣設備應遵守下列規定:(1)非專職人員或非值班電氣人員不得擅自操作電氣設備。(2)手持式電氣設備的操作手柄和工作中必須接觸的部分必須有良好絕緣。(3)
51、井下不準拆卸礦燈。井下普通型攜帶式電氣測量儀表,必須在瓦斯濃度1%以下的地點使用,并實時監測使用環境的瓦斯濃度。為防止靜電產生的電火花引起瓦斯、煤塵爆炸,主要采取以下措施:(1)保護接地,將帶電物體上產生的靜電荷通過接地導線引入大地,避免出現高電位,減少物體對地的電壓差。(2)加靜電劑或導電填料,在礦井中使用抗靜電管材。(3)增加作業空間的濕度。本礦井井下供電系統為中性點不接地系統。為了安全,在井下裝有電氣設備的硐室、低壓配電點或裝有3臺以上電氣設備的地點等處,均設局部接地極,在中央水泵房的主、副水倉中各設1組3000mm×500mm×5mm主接地極,有固定設備的硐室、移動
52、變壓器、高低壓配電點及高壓動力電纜鎧裝電纜接線線盒等地均設局部接地極。所有電氣設備的保護接地裝置(包括電纜的鎧裝、接地芯線等)和局部接地裝置,均同主接地極相連接,以形成總接地網,其接地電阻不大于2。每一移動式和手持式電氣設備至局部接地極之間的保護接地用的電纜芯線和接地連接導線的電阻值,不得超過1。4)礦井因停電和檢修,主要通風機停止運轉或通風系統遭到破壞后,礦方必須制定恢復通風、排除瓦斯和送電的安全措施。恢復正常通風后,所有受到停風影響的地點,都必須經過通風、瓦斯檢查人員檢查,證實無危險后,方可恢復工作。所有安裝電動機及其開關地點附近20m的巷道內,都必須檢查瓦斯,符合煤礦安全規程的規定后,方
53、可啟動機電設備。總之,礦井在生產和建設過程中,要對瓦斯引起高度的重視,嚴格執行煤礦安全規程之規定,采取一切必要的預防措施,避免災害事故的發生。3.2.14地面儲、裝、運等輔助生產系統防爆措施為改善工作環境,防止筒倉內發生煤塵和瓦斯爆炸,在每個筒倉頂部設兩臺CDZ型低噪聲軸流風機,并安裝全自動瓦斯監控探頭。地面生產系統的各轉載點和裝車點均安設噴霧灑水裝置,以降塵和防止煤塵濃度超限,引起煤塵爆炸,在儲煤場設噴霧灑水裝置。3.3隔爆措施本礦井為瓦斯礦井,設計井下巷道設置隔爆水棚,對井下瓦斯、煤塵爆炸進行隔爆。隔爆水棚設置詳見5.6設計內容。3.4瓦斯抽采據國家安全生產監督管理局、國家煤礦安全監察局2
54、011年頒發的煤礦安全規程第145條之規定,該礦井型為0.90Mt/a,礦井絕對瓦斯涌出量小于25m3/min,故該礦暫時不設計礦井瓦斯抽采系統。為確保安全生產,在開采時密切注意高瓦斯區的存在,并采取相應的防范措施。3.5防突措施根據地質報告及本礦井的開采情況,尚未發現瓦斯和二氧化碳突出現象,但礦方仍不可對此掉以輕心,應加強監察監測工作,發現情況及時上報主管部門。3.6瓦斯檢測儀器、設備配置表3-6-1 礦井瓦斯及其它氣體檢測儀器、設備配置一覽表 序號設備名稱型號單位數量備注1光干涉式甲烷測定器AQG-1臺82瓦斯檢測儀校正儀AQJ-2A臺23便攜式甲烷檢測儀JCB-4J1臺604便攜式甲烷檢
55、測報警儀JCB-C55臺305甲烷、氧氣兩參數檢測儀CZ4/25(A)臺206瓦斯報警礦燈KSW10F(A)臺127一氧化碳檢測儀MYJ-1臺88氣體儀表校準儀BGQ-1臺39礦用隔爆型電纜硫化熱補器BAR2-127/1.4臺210采煤機瓦斯斷電控制儀AQD-1臺211瓦斯標準氣樣檢測裝置LKH101套24.礦井通風4.1通風系統1)礦井通風方式和通風方法礦井通風方式為機械抽出式。根據井田開拓布置,礦井通風系統為中央分列式,采用主斜井、副斜井和行人斜井進風,回風立井回風,主通風機采用抽出式的通風系統,局部通風采用局部通風機壓入式通風。2)礦井進回風井數目及位置、功能、服務的范圍及時間礦井移交生
56、產及達到設計生產能力時,共布置有3個進風井,1個專用回風井,即主斜井、副斜井和行人斜井進風,回風立井回風。主斜井、副斜井、行人斜井均服務于全井田,服務年限為22.2a;回風立井服務年限為15.1a。副斜井、行人斜井、回風立井均為礦井的安全出口。利用原王和煤礦的回風斜井作為開采井田北部煤層的回風斜井,服務年限為7.1 a。通風系統立體圖詳見圖4-1-1、圖4-1-2,通風網絡詳見圖4-1-3。3)自然風壓對礦井通風系統的影響根據煤炭工業礦井設計規范(GB50215-2005)第7.1.7條規定,進、出風井井口的標高差在150m以上,或進、出風井井口標高相同但井深400m以上,宜計算礦井的自然風壓
57、。本礦井主斜井井口標高為+1464.874m,副斜井井口標高為 +1472.871m,行人斜井井口標高為 +1472.871m,回風立井井口標高為+1548.10m,進、出風井井口的最大標高差為83.226m,在150m范圍以內; 主斜井垂深112.38m,副斜井垂深181.18m,行人斜井垂深154.48m,回風立井垂深361.5m,垂深均小于400m,因此本礦井不需要計算礦井的自然風壓。4.2礦井風量、負壓及等積孔1)礦井需風量計算及風量分配根據國家安全生產監督管理總局、國家煤礦安全監察局2011年頒發的煤礦安全規程第103條規定和中華人民共和國安全生產行業標準AQ1056-2008煤礦通風能力核定標準規定,礦井需要的風量應按下列要求分別計算,并選取其中的最大值:(1)按井下同時工作的最多人數計算,每人每分鐘供給風量不得少于4m3。Qra=4NKaq式中:N井下同時工作的最多人數,人;4井下每人每分鐘供風標準,m3/min;K a
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