四川省筠连县志鸿煤矿一矿一策

四川省筠连县志鸿煤矿瓦斯治理一矿一策2012年2月2第一部份矿井现状一、矿井基本概况1、企业名称：筠连县志鸿煤矿2、地理位置及交通筠连县志鸿煤矿位于四川省筠连县塘坝乡东北的柑子村，主井直角坐标：X=3109238，Y=35444568，Z=+550，行政区划属筠连县塘坝乡柑子村，属私营企业。本矿矿山有1Km简易公路与筠(连)—塘(坝乡)公路相接，北距筠连县城约13Km，东北距金(沙弯)—筠连巡司站25Km，交通较为方便。3、生产能力及服务年限矿井的设计生产能力为15万吨/年，截止2011年3月矿井保有资源储量235.1万吨。4、六证情况证件名称证件编号有效期限备注矿长资格证(煤A)100510001014502013年10月安全资格证(煤A)100510001014502013年10月生产许可证20511552740462014年3月采矿许可证C51000020101211200883782014年3月营业执照51150029041232008年12月安全生产许可证5115270317132008年12月5、企业技术管理力量矿井现配备矿长1名，副矿长3名，技术负责人1名，3技术员1名，安全员8名，瓦斯检查员10名，放炮员9名，绞车司机7名，电工7名，信号挂钩工12名，通风工1名，井下同时作业最多人数45人。二、矿井自然条件1、井田范围矿山于2010年12月13日由四川省国土资源厅换发了采矿许可证，证号为：C51000020101120088378，有效期白2010年12月至2014年3月，核定矿山生产规模为15万吨／年，并设置了1～8号共8个拐点予以圈定矿区范围(见表1-1)，批准开采3号和8号煤层，允许开采深度为+850m～+400m标高，矿区面积0.8058km2。矿区范围拐点坐标表拐点编号坐标拐点编号坐标XYXY1310968535444920531077603544380423109457354448106310784235443550331092553544459073108010354433504310821354440248310979135444759面积（km2）0.8058开采深度（m）850～400开采煤层3、82、地层矿山地质图范围分布有二叠系上统宣威组至三叠系下统飞仙关组地层，其上还有第四系的滑坡堆积，含煤地层为二叠系上统宣威组。宣威组(P2X)：为区域含煤地层，平均厚约140m，分布4于矿山南东部，按其岩性组合及含煤特征分上、下两段。上段(P2X2)：为含煤段，岩性主要为由灰色、深灰色、褐灰色组砂岩、粉砂岩和粘土岩、夹数层煤层及薄层石灰岩。含可采和局部可采煤层(2、3、7、8、9号煤层)，在矿山有3、8号煤层可采。下段(P2X1)：区域称含矿段。岩性主要为灰—深灰色粘土岩，菱铁质粘土岩与砂质泥岩互层。且含砂、砾，向下多为粉砂及细粒岩屑砂岩，含数层菱铁矿透镜体及煤线。在矿区南东外围与峨眉山玄武岩平行不整合接触。3、构造矿区位于北东向塘坝向斜东翼，属急倾斜单斜构造，地层走向30—50°，倾向300°左右。煤层倾角44°，在地表煤系地层中未见较大的段裂构造。据过去的调查，虽然地表裂隙及地下小型隐状断层发育，但没有影响煤层的连续性，因此矿山构造复杂程度为较简单类型。4、煤层该矿区开采范围内共含可采和局部可采煤层2层，矿井开采3、8号煤层，煤层平均倾角45°左右。3号煤层：俗称“二型炭”，上距2号煤层平均间距5m左右，据矿山开采统计平均厚0.94m，宏观煤岩类型为深灰—灰黑色半暗—半亮型煤，煤岩组以暗煤及亮煤为主，夹镜煤细条带及扁平的丝炭透镜体，常见丝岩碎块和黄铁矿团块，煤层上部性硬、块状，下部具条带状结构，煤质较上部5好。为稳定的复杂结构煤层，具2—3个分层，夹矸多为泥岩及炭质泥岩，其顶板一般为多细粉砂岩、泥岩和砂岩，底板主要为灰白色—浅灰色铅土质水云母粘土岩、中部常夹团块状菱铁矿，该层色浅且质地细腻，宏观特征明显。8号煤层：是目前矿山主要开采煤层。俗称“三型炭”，上距7号煤层，平均间距为7m左右，下距9号煤层平均间距为2.5m左右。在生产井巷测得厚度1.15—1.5m，平均厚度1.38m，宏观煤岩类型为灰黑色—钢灰色半亮型，以亮煤为主，夹镜煤及暗煤条带及丝炭透镜体，中—宽条带状结构，层状结构。一般含夹矸1—2层，夹矸炭性以岩质泥岩为主，也有泥岩，粘土岩等，厚0.01—0.46m，一般为0.2m。其顶板为灰色细砂岩，多见钙质和泥质包裹体，不显层理，底板绝大部份为灰白色水云母粘土岩，遇水膨胀，可塑性强，可作为8号煤层对比的参考依据。5、矿井瓦斯灾害情况(1)矿井瓦斯等级以四川省宜宾市矿山救护队2011年8月瓦斯等级鉴定报告为依据，矿井绝对瓦斯涌出量：1.871m3/min，矿井绝对二氧化碳涌出量1.673m3/min，为高瓦斯矿井。6、矿井安全评价报告根据筠府发［2006］11号文件，经县煤矿差异化管理评审组评定为B类煤矿。二、矿井开拓开采61、开拓系统(1)矿井开拓方式，开拓水平及标高，主巷道布置情况矿井开拓方式：平硐+暗斜井开拓水平及标高和巷道布置情况矿井开拓两个水平，即+500m下山水平和450下山水平，开采范围：+850--+50m，主井口标高+550m，主运输大巷标高+550m，主平硐按+550m水平布置在煤层底板内，全长1200m，+500m下山水平布置在上距8号煤层10m的顶板岩层中，+450下山水平布置在下距7号煤煤层10m的底板岩层中，总回风井口标高+638m，总回风平巷布置在上距8号煤层10m的顶板内，总回风上山布置在7号煤层中，人行下山和提升下山布置在7号煤层中，人行下山坡度23度，提升下山坡度24.5度。井筒数目，技术参数及用途矿井井筒包括主平硐和总回风平巷，其作用及技术参数如下井筒作用及技术参数井筒断面形状断面积支护形式用途备注主平硐半园拱5.14砌碹进风总回风平硐半园拱5.14砌碹回风进风斜井半圆拱5.14砌碹进风2、水平布置(1)矿井的采区水平划分，标高范围，区段的主要技术7参数。矿井划分为两个水平，标高+550--+500m和+550--+450m分南北采区、北翼采区已开采结束，南翼采区分为3个区段，区段斜长85m，走向长300m—350m，2331轨道巷已掘进完毕，正在布置2331机巷；2332轨道巷正在布置中。(2)采区巷道，上下布置情况，巷道断面及支护参数采区双下山布置，单翼开采，两下山50m间距，每区段设有联络巷连通两下山。主斜井下山布置在8号煤底板15米中，坡度25度，副斜井下山布置在8号煤底板15米中，坡度25度。(3)巷道断面及支护参数见下表巷道支护形式断面积(m2)用途主斜井砌碹5.14运输、通风副斜井锚喷6.8通风、行人、铺设管线总回风上山工字钢支护5.14通风+500运输巷砌碹4.0运输、通风、行人、铺设管线+450运输巷砌碹4.0运输、通风、行人、铺设管线3、采掘布置目前矿井布置有4个掘进工作面，即副斜井掘进工作面、2331轨道巷掘进工作面、2332轨道巷掘进工作面、2381底抽巷掘进工作面。4、采掘方法8(1)采区开采顺序，工作面回采顺序及采煤方法。采区内采用下行开采，工作面采用区域后退式回采，采用俯伪斜走向长壁采煤方法采煤。工作面采用放炮落煤，运输平巷采用固定式“U”型矿车人力推车运输，轨道下山使用矿用提升绞车运输，矿井首采工作面布置在三采区，布置2331、2332采煤工作面。(2)回采工作面，掘进工作面支护方式采煤工作面柔性掩护支架。掘进工作面采用砌块密碹支护，支护后邦顶充填结实，空顶距不得超过2m，空顶处采用临时支护。(3)巷道掘进副斜井掘进工作面、2381底抽巷掘进工作面、2331轨道巷掘进工作面、2332轨道巷掘进工作面采用YT24凿岩机打眼，放炮破煤(岩)，采用人工装运，砌块发碹支护实行“二、八”作业制施工。5、矿井的“三量”及“可采期”，采掘衔接情况矿井“三量”及“可采期”分别为：开拓煤量32.4万吨，可采36个月；准备煤量14.5万吨，可采16个月；回采煤量4.8万吨，可采5个月。6、运输系统矿井采用固定式“U”型矿车，平巷采取人力运输，采掘地点的煤矸人力装车后，人力运输至各区段车场，经过提升绞车提升到上部车场后人力推出井外。主提升绞车选用9JTB-1.2X1-24矿用防爆型，配用直径21.5mm的钢丝绳。7、排水系统矿井根据2011年12月份实测，正常涌水量为7.7m3/h，最大涌水量为11.2m3/h。目前矿井选用80D30×6型水泵3台，(工作泵、备用泵、检修泵)，扬程180m，流量43m3/h，电机功率37KW，采用专用供电，铺设两趟直径为108mm的排水管，能满足矿井最大涌水量的排水要求。8、供电系统矿井属9万吨以下的煤矿，采用的是双回路供电，一回电源由筠连变电站10kV变电站经LGJ-35mm2、2.5km架空线路输送10kV电压至矿地面变电所，作为矿井主供电源；另一回电源由筠连唐坝乡双田电站10kV变电站经LGJ-35mm2、2.5km架空线路输送10kV电压至矿地面变电所，作为矿井备用电源。地面另安设一台300KW的供照明用柴油发电机，安设两台电力变压器。其中：1台为Sq-300/10/0.4型变压器，供井下负荷电源，一台为Sq-80/10/0.4型变压器，供地面照明电源。三、矿井通风1、矿井通风现状矿井安装2台轴流式主要通风机(1台主扇、一台备用)风机型号：FBCDZ-15，矿井总进风量为1185m3/min，总回风量1254.5m3/min，总回风瓦斯0.26%，风机供给各点的风量及各点瓦斯涌出量如下：10用风地点风量(m3/min)瓦斯浓度(%)日产量(T)绝对瓦斯涌出量(m3/min)副斜井1860.020.222331轨道巷1960.02110.322332轨道巷1970.04130.562381底抽巷1940.02120.232、矿井需风量计算(1)按矿井井下同时最多作业人数计算矿井总需风量Q=4NK矿通式中：Q—矿井需风量m3/min；N—井下同时最多作业人数；K矿通—矿井通风备用系数取1.204—每人每分钟需风量，m3/min；按该矿井井下同时作业的最多人数为60人计算，则矿井需风量为：Q=4×60×1.20=228m3/min(2)按矿井采掘工作面和硐室实际需风量计算矿井虽风量Q总=(∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K矿通11式中：Q总—矿井总需风量，m3/min；Q采—采煤工作面的需风量，m3/min；Q备—备用采煤工作面的需风量，(每一个面按100m3/min)计算，m3/min；Q掘—掘进工作面的需风量，m3/min；Q硐—独立通风硐室需风量，m3/min；Q其它—必要巷道养护风量，m3/min；K矿通—矿井通风系数取1.20；掘进工作面需风量计算根据矿井现掘进工作面资料，副斜井掘进工作面的绝对瓦斯涌出量QCH4=0.22m3/min、2231轨道巷掘进工作面的绝对瓦斯涌出量QCH4=0.32m3/min、2332轨道巷掘进工作面的绝对瓦斯涌出量QCH4=0.56m3/min、2381底抽巷掘进工作面掘进工作面的绝对瓦斯涌出量QCH4=0.11m3/min；取瓦斯涌出不均系数1.5，巷道断面均为3.56m2。副斜井掘进工作面风量计算(1)按工作面同时工作最多人数计算Q掘=4N=4×10=40m3/min(2)按同时放炮爆破炸药量计量Q掘=25A=25×3=75m3/min(3)按工作面瓦斯涌出量计算Q掘=100×qCH4×KCH4=100×0.22×1.512=33m3/min(4)按局部通风机的实际吸风量计算副斜井掘进工作面选用JBT52(5.5KW)局部通风机的吸风量取85m3/min；Q掘=Q通=85m3/min取工作面需风量85m3/min(5)按风速校验风速=85/60/3.56=0.4m/s4m/s所以由以上计算，副斜井掘进掘进工作面掘进工作面风量应85m3/min副斜井掘进工作面风量计算(1)按工作面同时工作最多人数计算Q掘=4N=4×9=36m3/m