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3106复采放顶煤工作面设计

采煤掘进 煤客网 2020-02-290
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前 言
一、概述
根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发[2009]38号文件《关于晋城市沁水县煤矿企业兼并重组整合方案的批复》,该矿为单独保留矿井,兼并重组整合主体企业为沁和能源集团有限公司,兼并重组整合后的煤矿企业名称核准为沁和能源集团有限公司永安煤矿。
山西省自然资源厅2019年5月10日下发了证号为C1400002009111220042096的采矿许可证,有效期限由2019年5月3日至2021年5月3日,批准开采3号-15号煤层,井田面积为3.8367km2,开采深度由564.971m至299.971m标高,生产规模60万吨/年,经济类型为有限责任公司。山西煤矿安全监察局2019年5月20日颁发了证号为(晋)MK安许证字[2019]GW037的安全生产许可证,有效期至2021年5月21日,许可范围为3号煤层,许可生产能力为60万吨/年。山西省工商行政管理局于2016年6月8日颁发了营业执照,有效期至2056年4月13日。
2019年3月晋城市煤田地质勘探队编制了《沁和能源集团有限公司永安煤矿生产矿井地质报告》,2019年4月19日沁和能源集团以沁和发[2019]99号文进行了批复。2014年1月10日晋城市煤炭煤层气工业局以晋市煤局行字[2014]25号文批复该矿进行采煤机械化改造项目立项,采煤工艺由高档普采改造为综采,能力与现生产能力保持不变,生产能力仍为60万吨/年。
井田内3号煤层已开采60余年,由于3号煤层厚5.44(B12)~6.79m(B3),平均厚6.43m,含1~4层矸石。故井田内即存有破坏区和老空区,也有分层开采的采空区。由于生产方式简陋,单井规模小,采煤方法落后等条件限制。井田内3号煤层回采,采富弃贫、采易弃难、采优弃劣、对3号煤层煤炭资源造成浪费,据初步统计回采率不足30%。
根据山西太行矿业工程技术有限公司编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层残缺资源补充勘探地质报告》,3号煤层约有0.85km2区域均为旧采破坏区,划分为三块勘查区,共保有煤炭资源688万吨。勘察区范围即矿井复采区范围。
3号煤层为国家稀缺优质煤炭资源,是良好的动力用煤和化工用煤,经济价值较高。根据我公司2017年8月编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层复采技术方案》,2017年9月晋城市煤炭煤层气工业局文件晋市煤局便字[2017]102号“《关于沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层复采项目立项》的批复”为此,我公司编制《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层复采采区初步设计》,沁和能源集团有限公司以沁和发【2017】282号文件予以批复,确定复采区以一个采区、一个回采工作面、两个掘进工作面组织生产,生产能力维持0.6Mt/a不变,复采区设计可采储量417.72万t,服务年限5.4a。
2018年我公司编制了《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层复采项目安全设施设计》,山西煤矿安全监察局晋城监察分局以晋煤监局字【2018】3号“《关于沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层复采项目安全设施设计的批复》”予以批复。
二、编制设计的依据
1、沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层3106复采放顶煤工作面开采设计委托书。
2、国家安全生产监管管理总局、国家煤矿安全监察局,安监总煤行〔2008〕130号文《关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》。
3、山西省煤炭工业厅晋煤安发【2014】286号文《山西省煤炭工业厅关于进一步加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》。
4、晋城市煤炭煤层气工业局晋市煤局安字【2017】249号文《晋城市煤炭煤层气工业局关于进一步加强放顶煤管理工作的通知》。
5、沁和能源集团有限公司沁和发[2017]158号文件“关于对《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层残存资源补充勘探地质报告》的批复”及沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层残存资源补充勘探地质报告评审意见书。
6、煤科集团沈阳研究院有限公司编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层复采区矿井瓦斯涌出量预测报告》;
7、煤尘爆炸性检验报告;
8、煤层自燃倾向性鉴定报告;
9、该矿前期开采的矿压观测资料。
10、沁和能源集团有限公司以沁和发【2017】282号文件“《关于永安煤矿3号煤层复采采区初步设计的批复》”;
11、晋城市煤炭煤层气工业局文件晋市煤局便字[2017]102号“《关于沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层复采项目立项》的批复”;
12、矿山救护协议。
13、矿方提供的其他设计资料和基础数据。
14、有关煤炭工业的规程、规范和技术政策等。
15、山西省太行矿业工程技术有限公司2017年10月编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿防治水分区管理论证报告》。

三、设计的指导思想
为进一步提高矿井放顶煤开采在通风、防瓦斯、防煤尘、防火、防水等方面安全管理水平,进一步提高矿井抗灾能力,保障矿井安全生产,设计结合矿井现有条件,因地制宜地充分利用矿井现有生产环节、地面设施,并充分考虑矿井的管理水平和技术现状,在现有采煤方法基础上,进一步理顺回采工艺,完善安全生产措施。力求用最少的投资获得较大的经济、安全效益。
国家法规及政策均鼓励对稀缺煤类采用特殊开采工艺进行回收利用。依据2012年国家发改委第16号令《特殊和稀缺煤类开发利用管理暂行规定》第十四条规定:“国家鼓励生产企业在安全、合理、经济的前提下,对特殊和稀缺煤类进行复采或者开采边角残煤和极薄煤层等”。依据山西省煤炭工业厅晋煤行发[2013]880号文件规定:经论证具备开采条件的煤层或残留资源较多的整合矿井应进行开采或复采;晋煤规发[2012]502号文件《山西省煤矿管理标准》中规定:经严格论证并经省级及以上煤炭行业管理部门批准可以进行“三下”开采试验、小窑采空区复采;《山西省生产煤矿回采率管理实施细则》中支持煤矿在边角煤、地质构造复杂的零散块段,积极探索使用适宜的短壁综采采煤方法,鼓励煤矿企业在安全、合理、经济的前提下,对原使用非正规开采的区域煤层进行复采;对由于各种原因丢弃的残煤和煤柱,在安全、经济、合理的原则下,通过复采等形式最大限度地采出或利用。山西省煤炭工业厅晋煤行发[2014]1561号文件《关于下发山西省煤炭工业厅煤矿特殊条件开采暂行管理办法》和晋城市煤炭煤层气工业局晋市煤局行字[2016]50号文件《关于加强全市地方煤矿配采及特殊条件开采管理的通知》中均鼓励煤矿企业在安全、合理、经济的前提下,对原使用非正规开采的区域煤层进行复采。
四、工作面设计的主要技术内容
1、矿井一井一面,两掘进实现年产0.6Mt/a生产能力要求,本次设计的3106工作面月生产能力4.1万t/月。
2、工作面巷道布置采用“U”型布置方式,即工作面运输顺槽进风,回风顺槽回风。运输顺槽和回风顺槽均沿3号煤层底板布置,采用工字钢棚+金属网+背板支护。运输顺槽上净宽3.5m,下净宽4.0m,净高2.8m,净断面积10.5m2,回风顺槽上净宽3.0m,下净宽3.5m,净高2.8m,净断面积9.1m2。工作面长度106m,采用综采放顶煤采煤法,采高2.0m,放顶煤高度1.69m,循环进尺0.6m。
3、采煤工作面采用MG160/375-WD1型采煤机割煤,SGZ630/110型刮板输送机运煤,运输巷采用SZZ630/90型转载机、PLM110型破碎机和DSJ80/40型伸缩式胶带运输机运输,工作面采用ZF6600/17.5/28型中间支架、ZFG6600/20/32型过渡支架和ZT13200/20/32型端头支架支护顶板。
五、结论及建议
设计针对沁和能源集团有限公司永安煤矿煤层赋存条件和开采技术条件的分析,结合本煤矿放顶煤综合机械化开采的经验,沁和能源集团有限公司永安煤矿3106综放工作面煤层赋存稳定,煤层平均厚度3.69m,机采高度2.0m,放煤高度1.69m,采放比1:0.85。3号煤层为高瓦斯,没有煤与瓦斯突出危险性;煤层顶板冒落性较好,采后顶板垮落充填采空区的高度大于采放煤高度;矿井水文地质条件中等,3号煤层开采时的充水含水层的含水性为弱或微弱,矿井和工作面的涌水量较小,现有采区受煤系地层基底奥灰含水层突水的影响较小。故本矿井采用放顶煤综合机械化开采符合放顶煤开采的有关规定。
建议:
1、3106工作面为复采工作面,为了有效的预防放顶煤开采中各类事故的发生,提高矿井安全生产水平。针对本矿井安全技术条件,建议矿方在通风、防治瓦斯、防尘和降尘、防火等方面认真贯彻和落实相应的安全技术措施和管理措施,保证安全生产。
2、加强工作面瓦斯监测,建议制定以人工检查、监测监控、便携式报警仪、机载探头等工作面瓦斯防治“四道防线”,采取综合措施防治瓦斯。
3、在工作面开采时,必须加强通风管理,保证各用风地点的风量、风速满足规范要求。
4、加强矿井水文地质工作,井下生产中要密切注意观测水文地质情况的变化,搞好探放水工作,坚持探放水的“十六字”方针,认真探测工作面断层和封闭不良钻孔的导水性,采取必要的防范措施,防止透水事故发生。
5、3106工作面为复采工作面,该工作面顺槽需穿过空巷,且工作面上部存在中分层采空区,掘进时应加强煤层顶板观测,顶板难以支护时应增加支护强度,并采取有效措施保证安全生产。

第一章 井田概况及地质特征
第一节  矿井概况
一、交通位置及井田范围
1、矿井交通位置
沁和能源集团有限公司永安煤矿井田位于沁水县城东南部直距约28km处的嘉峰镇永安村、五里庙村一带,行政区划隶属嘉峰镇管辖。其地理坐标为东径:112°27′11″~112°28′33″,北纬:35°32′59″~35°34′48″。
井田位于位于沁水县城东南部直距约28km处的嘉峰镇永安村、五里庙村一带,阳城~端氏公路从井田东部外自南向北通过,距井田东北部主斜井工业场地约500m。通过阳城~端氏公路及町店~西河乡级公路可与沁水~高平公路相接,向西北可至沁水县城,向东可达晋城市。侯~月铁路在井田北部有嘉峰站,南部有八甲口站,均距矿井约4km,交通运输条件方便。见交通位置图图1-1-1。

图1-1-1 交通位置图
2、井田范围
山西省自然资源厅2019年5月10日下发了证号为C1400002009111220042096的采矿许可证,有效期限由2019年5月3日至2021年5月3日,批准开采3号-15号煤层,因扣除矿界内永安汤帝庙、王氏宅院、五里庙山神庙等重叠范围坐标导致井田面积变更为3.8367km2,井田范围内各拐点坐标均未发生变化,开采深度由564.971m至299.971m标高,生产规模60万吨/年,经济类型为有限责任公司。
各煤层井田具体范围见表1-1-1、表1-1-2。
表1-1-1  3号煤层井田范围拐点坐标统计表
1980年西安坐标系(3°带)
拐点号    X    Y    拐点号    X    Y
1    3939019.54    37631581.48    7    3938390.48    37633644.16
2    3939423.54    37632762.49    8    3937700.53    37633639.50
3    3939354.54    37632791.49    9    3937564.53    37633253.49
4    3939372.54    37632883.49    10    3936645.53    37633347.50
5    3939438.54    37632847.49    11    3937805.53    37631999.49
6    3939449.01    37633538.03    12    3937681.53    37631701.49
表1-1-2  15号煤层井田范围拐点坐标统计表
1980年西安坐标系(3°带)
拐点号    X    Y    拐点号    X    Y
1    3939019.54    37631581.48    5    3937564.53    37633253.49
2    3939438.54    37632805.49    6    3936645.53    37633347.50
3    3939451.29    37633641.39    7    3937805.53    37631999.49
4    3937700.53    37633639.50    8    3937681.53    37631701.49

3、拟复采区范围
3号煤层拟复采区范围位于井田中部(详见图1-1-2),根据地质报告和矿方提供资料,将复采区开采情况划分为6个块段,现对6个块段分述如下:

图1-1-2   拟复采区与井田位置相对关系图
块段1为该矿2011年开采的上分层采空区,采用的采煤方法为长壁式高档普采,采高为2.5m,下、中分层未开采。
块段2为该矿1991-1994年开采的中分层采空区,采用的采煤方法为长壁式普采,采高为2.4m,上、下分层未开采。
块段3为该矿1995-1997年开采的中分层采空区,采用的采煤方法为长壁式普采,采高为2.4m,上、下分层未开采。
块段4为本矿1987-1988年开采的中分层采空区,采用的采煤方法为房柱开采,采高为2.5m左右,上、下分层未开采。
块段5为本矿1989-1990年开采的中分层采空区,采用的采煤方法为房柱开采,采高为2.5m左右,上、下分层未开采。
块段6为本矿1995-1996年开采的中分层采空区,采用的采煤方法为房柱开采,采高为2.5m左右,上、下分层未开采。块段6中钻孔B2、B3以北为未开采的实体煤。
二、矿井开拓方式
永安煤矿采用斜井开拓,布置有主斜井、副斜井、回风立井、安全出口斜井,共4个井筒。矿井全井田采用单水平开拓3号煤层,生产能力为60万t/a。井筒特征见表1-1-3。
主斜井:位于井田东北部,为三心拱断面,料石砌碹,净宽4.8m,净断面13.32m2,倾角25°,斜长347m,落底于3号煤层。该井筒内装备轨道、行人台阶,敷设有电缆、排水管、监控及通讯信号线,采用大倾角钢丝绳芯胶带输送机担负全矿井的主提升任务,兼作矿井的进风井和安全出口。
副斜井:井田南部,为半圆拱断面,料石砌碹,井筒净宽3.3m,净断面7.9m2,倾角22°,斜长126m,担负矿井的辅助提升任务,兼作矿井的进风井和安全出口。
回风立井:位于井田西北部,为圆形断面,料石砌碹,井筒净断面12.56m2,倾角90°,垂深285m,落底于3号煤层。该井筒内安装有梯子间,敷设有瓦斯抽放管路等,作为矿井的回风井和安全出口。
安全出口斜井:位于井田东南部,粗料石砌碹,井筒净断面5.4m2,倾角22°,斜长270m,落底3号煤层。作为矿井的辅助进风井兼安全出口。
表1-1-3        井筒特征表
井  筒  名  称    主斜井    副斜井    回风立井    安全出口斜井
井口
座标    北京
54坐标    经距Y    19633563.720    19633131.280    19632451.010    19633060.740
        纬距X    3938533.560    3937402.130    3939034.590    3937695.830
    西安80坐标    经距Y    37633495.2    37633062.8    37632382.5    37632992.2
        纬距X    3938484    3937353    3938985    3937646
井口标高(m)    +660.200    +620.700    +738.900    +631.200
井底标高(m)    +551.9    +573.5    +353.9    +529.2
提升方位角(度)    73    178        305
井筒倾角(度)    25    22    90    22
井筒垂深、斜长(m)    347    126    285    270
井筒宽度(m)    净    4.8    3.3    4    2.5
    掘进    5.4/5.2    3.9    4.6    3.1
井筒断面(m2)    净    13.32    7.9    12.56    5.4
    掘进    17.8/17.3    11.96    19.63/17.34    8.6
井壁支护    厚度(mm)    465/415    300    500/300    300
    材料    三心拱料石砌碹    料石砌碹    料石砌碹    料石砌碹
井  筒  装  备    轨道、行人台阶    轨道、行人台阶    梯子间    猴车、行人台阶
备        注    已有    已有    已有    已有
根据《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层复采采区初步设计》及其批复,该矿复采工作面采用综采放顶煤采煤方法,在复采采区布置一个回采工作面,二个顺槽掘进面。
根据矿井复采设计批复,矿井复采时生产能力不发生变化,复采工作面位于井下复采采区,现有的开拓系统能够满足复采项目的要求,复采时仍采用斜井开拓方式,利用现有的4个井筒。现复采采区布置有三条采区巷道,分别为材料下山、皮带下山、回风上山,维修利用现有采区巷道,复采工作面布置在三条下山两翼,复采3号煤层剩余煤炭资源。
三、生产系统
1.提升运输系统
主斜井斜长347m,倾角25°采用大倾角钢丝绳芯胶带输送机担负全矿井的主提升任务。
副斜井井筒内铺轨道,担负矿井矸石提升、材料、设备的升降任务。副斜井提升设备为2JTP-1.6型双滚筒提升机配套电机型号YR125-8,功率95kW,转速725r/min。
井下主运输大巷安装DTL80/40/40型胶带输送机运输煤炭,担负矿井的煤炭运输任务。
井下运料系统安装JWB-6/1、JWB-3.6/1、SQ-80/75型无极绳绞车牵引矿车运输。
2.排水系统
矿井井下各处涌水集中抽排至中变主水泵房后,再排至地面水处理站进行处理,主水泵房设主、副水仓两个,容量分别为212m3和113m3,安装三台MD85-45×5型水泵,额定流量为85m3/h,敷设两趟φ159×4.5排水管路;现有采区水泵房位于井田中部材料下山南侧,设有200m3的水仓,安装两台MD46-50×6型水泵,额定流量为46m3/h,敷设一趟φ108排水管路。回采工作面涌水经小水泵或自流排至采区水仓。
4.通风系统
该矿通风方式为中央分列式,由主斜井、副斜井、安全出口(斜井)进风,回风立井回风,回风立井配备有两台同型号同等能力的主要通风机,一台运行,一台备用,通风机型号为BD54_№24,配备电机型号为YBF355L2—8,额定电机功率为2×200kW,额定风量为3760~7500m3/min,额定风压为1163~3078Pa,电机转速为740r/min。2019年6月11日,聘请山西煤矿设备安全技术检测中心对全矿井进行了通风阻力测定,测定结果为:矿井总回风量为83.08m3/s,矿井总阻力值1754.6Pa,矿井总风阻为0.254N·s2/m,矿井等积孔2.4m2,矿井通风难易程度为容易。
5.供电系统
在矿井工业场地已建设一座6kV变电所。Ⅰ回电源来自矿井工业场地东北方的潘庄35kV变电站10kV线路,导线型号为JKLGYJ-10-240/30,供电距离为11.6km;Ⅱ回电源来自矿井工业场地西南方的町店110kV变电站10kV线路,导线型号为JKLGYJ-10-240/30,供电距离为7.7km。上述双回路均为该矿井专用供电电源,一回运行,一回带电备用,地面向井下供电为6kV电压,下井电缆为两回MYJV22-3×120型煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘钢带铠装电力电缆,单根长度为500m。
6、瓦斯抽采系统
矿井建有地面永久瓦斯抽采系统:一套为两台CBF—380泵(一运一备),电动机功率132kW;另一套为两台SK—42泵(一运一备),电动机功率75kW;井下并布设有φ325mm和φ219mm的两趟抽放管路。
矿井回采工作面安装Φ325mm管路接至工作面上隅角处,专上隅角抽采空区瓦斯。
现使用的抽放钻机有ZDY-1200钻机3台、ZDY-1900钻机1台,能满足矿井抽放打钻需要。
7、安全监测监控系统
本矿井已装备一套KJ83N型安全生产监控系统,主机设在地面调度监控中心,采用工业控制计算机双机热备。在井下采煤工作面、掘进工作面、回风大巷、胶带输送机滚筒处、机电硐室、避难硐室等处设置各种传感器,监测甲烷、温度、烟雾、风速、一氧化碳、二氧化碳、氧气、负压、风筒风量、风机开停、压力等各类环境参数,由各传感器采集的监测信息,通过分站传送到地面调度监控中心。当出现超限情况时,地面调度监控中心及现场均应有声、光报警,通过远程断电器实现瓦斯风电闭锁、瓦斯断电、故障闭锁及其它必要的控制。现运行正常。
8、井下人员定位系统
矿井已装备一套KJ133(C)型井下作业人员管理系统,对下井人员进行考勤,并对井下人员进行实时跟踪定位。在突发事件发生时迅速判断危险区人员的数量、位置及身份,采取措施及时救助,把事故的损失和影响降到最低限度。控制设备及显示终端设置在调度室,装备2台主机,互为备用,并配备满负荷备用时间不小于2h的在线式不间断电源。井下作业人员管理系统主要由监控主机、监测分站(读卡器)、识别卡及传输缆线等组成,现运行正常。
9、通讯联络系统
矿井设置一套SOC8000型多媒体数字程控调度通信系统,负责矿井工业场地各个生产、管理单位及井下各单位的调度通信,调度交换机初装容量为256门,配线架及装机容量均按256门设置。要求所选机型必须具有“MA标志准用证”的产品。在井下采掘工作面、变电所及水泵房、胶带输送机机头、井底车场、转载点、机电硐室、水平最高点及避难硐室(救生舱)等处均安装矿用本安型调度电话机。井下所有固定调度电话与地面调度监控中心之间均具有直通功能。矿井地面变电所、副斜井井口房、主斜井井口房、通风机房、瓦斯泵房及空压机房等重要场所均设有与矿井调度监控中心通话的直通电话。在井下各避难硐室内均设置一部直通矿井地面调度室的电话,下井通信电缆选用矿用阻燃型MHYBV-30×2×0.8型沿副斜井井筒敷设至井底车场交接箱,再经分线合引至各用户。
本矿井下已装备设置一套KT105型煤矿专用无线通信系统,作为矿井有线调度交换机用户的补充,可以满足井下检修人员和井下重要生产岗位人员移动通信的需求,并提供紧急情况下报警及抢险救灾的应急通信手段。
本矿井下已装备设置一套KTK113型煤矿通信广播系统,在日常的生产指挥作业中,可以实现音乐广播,下达通知、指令,以及在嘈杂的环境中找人。在突发险情发生的第一时间,井上调度人员能够利用该指挥系统及时地与井下双向对讲,了解井下状况,并通过广播有序地指挥井下人员进行疏散,最大限度地减少人员伤亡和财产损失。
10、压风自救系统
压风机房建在地面安全出口斜井西北侧,安装两台LGF75型空气压缩机,单台额定排气量13.6m3/min,额定排气压力0.80MPa。配用电机功率75kW,电压380V;配用2台储气罐,单台容积为2m3,正常生产时1台工作,1台完好备用,灾变时2台工作满足要求。
空压机配套沿安全出口斜井和沿大巷敷设的φ108×4.5mm无缝钢管,经Φ76×3.5mm的支管路进入各采掘工作面及避难硐室。井下大巷每隔50m设一个三通阀门,且在巷道低佳处设置放水器和减压阀;在采掘工作面进、回风巷根据人员数量均安设有压风自救装置和减压阀;另在井下避难硐室也安设有压风自救和减压阀。目前在井下共安装184个压风自救袋,分布23个区域。
11、防尘洒水及供水施救系统
地面工业广场的山坡上建有两个容量都是200m3储水池(一用一备),利用井下排水管路抽至储水池沉淀后循环使用,储水量满足矿井每班防尘供水需要;并根据供水施救系统的要求,将高山水池生活用水与井下供水系统在主井口设置有转换阀门,以满足供水施救的基本要求。
三条大巷防尘主管路(108×4.5mm)与采掘工作面支管路(60×3.5mm)呈网状井下布置,且主要巷道每50m设置一组全断面防尘喷雾,皮带机头均设置定时自动喷雾装置,且安装有管路水质过滤装置。主要机电硐室各安装一组供水阀门以及各避难硐室各安装一组供水阀门,遇到特殊情况或者特殊需要时,按要求的地点及数量进行安装,保证了及时供水。
12、紧急避险系统
矿井在皮带下山和材料下山中部布置有一个额定避险人数为80人的永久避难硐室,硐室内配备的通信联络、压风自救、供水施救等设施运行完好正常。本次复采工作面利用矿井现有的三条下山进行回采,工作面布置在下山巷道西侧。
第二节 采区概况
一、采区及工作面巷道布置
复采采区已有材料下山、皮带下山、回风上山,由东南向大致西北方向布置至距井田边界300m处。复采采区巷道利用块段1、5与块段6之间的巷道两翼复采3号煤层,皮带下山为拱形断面,净宽3.3m,净高2.9m,净断面积8.4㎡,铺设带式输送机,担负复采采区运输、进风任务;材料下山为半圆拱形,净宽3.5m,净高2.8m,净断面积9.8㎡,铺设轨道,担负复采采区辅助运输、进风任务;回风上山为拱形布置,净宽4.0m,净高3.2m,净断面积11.08㎡,担负复采采区回风任务。复采工作面布置在采区巷两翼。运输顺槽与皮带下山直接连接,构成工作面进风系统,回风顺槽与材料下山连接,并设置风门,回风顺槽又通过回风联络巷与回风上山连接,构成工作面回风系统。
在采区下山尽头附近布置有采区水仓,复采采区涌水经水泵排至采区水仓。距3106工作面顺槽开口约425m处布置有采区避难硐室,可容纳80人。距采区避难硐室160m处,布置有复采采区变电所。
二、采煤工作面布置
矿井复采采区可布置工作面10个。回采工作面净长度100m,本次设计的复采工作面为3106工作面,3106工作面为3105工作面的接替面,3106工作面开采完毕后开采3106工作面,3106工作面采长106m。
三、采区煤炭运输、辅助运输、通风及排水系统
1.运煤系统
采煤工作面(可弯曲刮板输送机)→运输顺槽(胶带输送机)→皮带下山(胶带输送机)→井底煤仓→主斜井(胶带输送机)→地面。
2.材料设备等辅助运输系统
地面材料、设备→副斜井(辅助提升绞车)→材料平巷(循环绞车)→材料下山(循环绞车)→回风顺槽(循环绞车)→回采工作面。
3.通风系统
地面新鲜风流→主斜井→皮带下山、材料下山→运输顺槽→回采工作面→回风顺槽→回风上山→回风立井→地面。
地面新鲜风流→副斜井、安全出口斜井→材料平巷→皮带下山、材料下山→运输顺槽→回采工作面→回风顺槽→回风上山→回风立井→地面。
4.排水系统
采煤工作面→运输顺槽、回风顺槽→皮带下山(管路)→采区水仓→皮带下山(管路)→井底水仓→主斜井→地面。
四、采区可采储量和服务年限
根据矿井复采初步设计,复采范围为3号煤层残采区域,复采时矿井总生产能力保持0.6Mt/a不变。复采范围内煤炭设计可采储量417.72万t。复采区服务年限5.36a。
第三节  地质特征
依据山西太行矿业工程技术有限公司于2017年5月编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层残缺资源补充勘探地质报告》,本采区地质特征如下:
一、地层
井田内地表大面积为黄土层覆盖,基岩出露地层为二叠系上统上石盒子组,二叠系下统下石盒子组出露于井田外南部。根据井田地表出露情况以及钻孔揭露资料,由老到新地层沉积有:奥陶系中统下马家沟组(02x)、奥陶系中统上马家沟组(02s)、奥陶系中统峰峰组(02f)、石炭系中统本溪组(C2b)、石炭系上统太原组(C3t)、二叠系下统山西组(P1s)、二叠系下统下石盒子组(P1x)、二叠系上统上石盒子组(P2s)、第四系中更新统(Q2)。现依次叙述如下:
1、奥陶系中统下马家沟组(O2x)
深灰色石灰岩,厚层状,细晶结构,层间裂隙发育和岩溶发育,具方解石脉。底部10~15m厚度的灰黄色白云质泥灰岩,夹灰色泥灰岩,局部可见红色细砂岩,井田内钻孔均未揭露。
2、奥陶系中统上马家沟组(O2s)
下部深灰色泥灰岩及浅黄色白云质泥灰岩,夹灰色灰岩,偶见石膏层,岩溶发育,厚度60~70m,中上部厚层状灰色灰岩、豹皮状灰岩,具方解石脉,其下段岩溶发育或裂隙发育,岩溶的连通性好。地层厚度约230m,本次钻探施工B10孔揭露厚度185.85m,未揭穿。
3、奥陶系中统峰峰组(O2f)
为含煤地层之基底,井田内B10钻孔有揭露。岩性以深灰色、青灰色厚层状隐晶质石灰岩为主,夹有白云质灰岩、角砾状灰岩和泥灰岩,质纯、性脆、节理发育,多为方解石充填,该组地层一般厚约100.00m,B10孔揭露该层厚度为103.61m。
4、石炭系中统本溪组(C2b)
岩性主要为铝土质泥岩,底部为铁质泥岩,局部为黄铁矿结核。一般厚4.00~37.52m,平均厚12.53m。与下伏奥陶系中统峰峰组呈平行不整合接触。
5、石炭系上统太原组(C3t)
为区内主要含煤地层之一,井田内地表无出露,为一套海陆交互相沉积。岩性由灰黑色泥岩、砂岩、灰岩及煤层组成。本组地层厚75.92~107.42m,平均厚92.05m。含煤10层,中下部含煤性较好,有灰岩5层,K2、K3、K4、K5、K6石灰岩较稳定,含丰富的动物化石及其碎屑。中部砂岩发育,泥岩及粉砂岩中富含黄铁矿、菱铁矿结核,含丰富的植物化石及碎片。该组地层底部以K1砂岩与本溪组分界,为假整合接触。15号煤层位于该组下部,厚1.65~2.90m,平均厚2.12m,井田内为稳定的全区可采煤层。
6、二叠系下统山西组(P1s)
井田内主要含煤地层之一,井田内地表无出露。该组岩性主要为岩屑石英中粒砂岩、细粒砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层,含丰富的植物化石,有二叠枝脉蕨、华北蕉羽叶、星轮叶等。其中1号煤位于该组上部,不稳定不可采;3号煤位于该组下部,厚5.44~6.79m,平均厚6.43m,井田内为稳定的全区可采煤层。本组地层厚39.65~54.37m,平均47.89m,底部以K7砂岩底与太原组地层分界,呈整合接触。
7、二叠系下统下石盒子组(P1x)
连续沉积于山西组地层之上,K8砂岩底至K10砂岩底,为陆相沉积,出露于井田内西部。主要由灰色、灰绿色中细粒砂岩、砂质泥岩、铝土质泥岩组成。下部泥岩颜色为灰黑色,向上渐变为黄绿色,到顶部为紫红色含铁质鲕粒铝土质泥岩,其层位俗称“桃花泥岩”,稳定而特征明显,为本区上、下石盒子组地层分界的辅助标志。本组地层厚57.72~93.71m,平均71.17m,与下伏山西组地层呈整合接触。
8、二叠系上统上石盒子组(P2s)
井田内地表无出露,主要岩性为黄色、紫色泥岩与中粗粒砂岩互层,底部以一层灰白~黄绿色厚层含砾中~粗粒长石石英砂岩(K10)与下石盒子组分界,本组地层井田内残留最大厚度约146.00m,与下伏地层呈整合接触。
9、第四系中更新统(Q2)
于山坡之上广泛出露,岩性为浅红色粉质粘土,表层1.5~3.0m厚度的黄色粉土覆盖,垂直节理发育,具大孔隙。厚0~50.20m,平均25.00m,与下伏地层呈角度不整合接触。
二、含煤地层
本井田主要含煤地层为石炭系上统太原组(C3t)和二叠系下统山西组(P1s),现分述如下:
1、山西组含煤地层
井田内主要含煤地层之一,井田内地表无出露。该组岩性主要为岩屑石英中粒砂岩、细粒砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层,含丰富的植物化石,有二叠枝脉蕨、华北蕉羽叶、星轮叶等。其中1号煤位于该组上部,不稳定不可采;3号煤位于该组下部,厚5.44~6.79m,平均厚6.43m,井田内为稳定的全区可采煤层。
本组地层厚39.65~54.37m,平均47.89m,底部以K7砂岩底与太原组地层分界,呈整合接触。
2、太原组含煤地层
井田内主要含煤地层之一,井田内地表无出露,为一套海陆交互相沉积。岩性由灰黑色泥岩、砂岩、灰岩及煤层组成。含煤10层,中下部含煤性较好,有灰岩5层,K2、K3、K4、K5、K6石灰岩较稳定,含丰富的动物化石及其碎屑。中部砂岩发育,泥岩及粉砂岩中富含黄铁矿、菱铁矿结核,含丰富的植物化石及碎片。该组地层底部以K1砂岩与本溪组分界,为假整合接触,本组地层厚75.92~107.42m,平均厚92.05m。根据沉积旋回及其岩性组合分三段叙述:
1)一段(C3t1):
K1砂岩底至K2灰岩底,由泥岩、砂岩及煤层组成,厚10.21~30.60m,平均20.11m,与底部本溪组分界。15号煤层位于该段顶部,煤层厚1.65~2.90m,平均厚2.12m,井田内为稳定的全区可采煤层。
2)二段(C3t2):
K2灰岩底至K4灰岩顶,岩性由石灰岩、泥岩、粉砂质泥岩和3层薄煤线组成。本段厚21.74~35.29m,平均28.97m。
①K2灰岩:厚7.16~12.19m,平均9.26m,灰色含燧石石灰岩、生物碎屑灰岩。
②灰黑色泥岩夹粉砂岩:厚2.00~5.50m,平均厚4.16m,顶部为不稳定的13号煤层,厚0~0.40m,平均0.16m,属不可采煤层。
③K3灰岩:厚0.80~4.69m,平均3.34m,为灰色、深灰色含生物碎屑微晶灰岩,断续波状层理发育,含硅质结核。
④K3顶~K4底:主要为黑色泥岩、砂质泥岩、煤及粉砂岩、细砂岩组成。该组夹11、12号薄煤层,其中11号煤层厚0~0.35m,平均0.22m,12号煤层厚0~0.60m,平均0.33m,均为不稳定的不可采煤层。
⑤K4石灰岩:厚0.68~2.85m,平均1.90m,为骨屑泥晶灰岩,属潮坪沉积。
总体看,本段是在以K2石灰岩为代表的第一次大规模海侵的基础上发育的下三角洲平原—前缘和碳酸盐台地的混合沉积。
3)三段(C3t3):
K4灰岩顶至K7砂岩底。由泥质粉砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、石灰岩及煤层组成,本段厚39.70~47.49m,平均42.97m。
①K4顶~K5顶
主要为深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、煤层及石灰岩组成。以含煤层数较多为特征,属三角洲平原—前缘及局限台地沉积。
该组内含7、8-1、8-2、9、10号煤层,其中7号煤层厚0.32~0.65m,平均0.47m,8-1号煤层厚0.20~0.78m,平均0.40m,8-2号煤层厚0~0.65m,平均0.42m,9号煤层厚0.34~1.35m,平均0.70m,均属不稳定的不可采煤层。
K5石灰岩厚0.70~2.10m,平均1.57m,为深灰色致密生物碎屑泥晶灰岩,属局限台地沉积。
②K5顶~K6顶
主要为深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩、细粒砂岩、煤和石灰岩组成。
5号煤层厚0.20~0.62m,平均0.37m,属不稳定的不可采煤层。
K6石灰岩厚度0.82~2.27m,平均1.40m,为深灰色含生物碎屑泥晶灰岩,含燧石。为局限台地沉积。
③K6顶~K7底
以黑色泥岩为主,均匀层理,含大量黄铁矿结核。为前三角洲沉积。
三、构造
井田位于沁水复式向斜南段东翼,晋(城)~获(鹿)褶断带西侧。井田内地层总体走向北东,倾向北西,倾角约3°~6°,构造形迹主要为较宽缓的褶曲构造(张沟背斜),断层、陷落柱构造不发育,未见岩浆岩侵入。
张沟背斜:位于井田内东部,井田大部分处在该背斜的西翼,井田内延伸长度约2.5km,两翼倾角约3~6°,轴部地层全部为第四系黄土层所掩盖,详见下图井田构造纲要图。
根据DZ/TO215-2002《煤、泥炭地质勘查规范》,井田构造总体属简单类型。
四、含煤性
井田内含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组,不同的聚煤环境,形成了不同的岩性组合、岩相特征,含煤性也存在有较大的差异性。
太原组为一套海陆交互相含煤地层,一般含海相灰岩5层,含煤10层,编号自上而下为5、7、8-1、8-2、9、10、11、12、13、15号,煤层平均总厚5.19m,本组地层平均厚92.05m,含煤系数5.64%。其中9号煤层厚0.34~1.35m,平均厚0.70m,以往施工的钻孔中仅124号钻孔揭露的煤层厚度达可采厚度,该孔厚度为1.35;其余钻孔揭露煤层厚度均不可采,因此,9号煤层井田内为不稳定的不可采煤层。
太原组的15号煤层厚1.65~2.90m,平均厚2.12m,为稳定的全区可采煤层,可采含煤系数2.30%。太原组所含其余煤层均为不稳定的不可采煤层。
山西组为一套陆陆相含煤地层,一般含煤2层,编号自上而下为1、3号,煤层平均总厚6.53m,本组地层平均厚47.89m,含煤系数13.64%。其中3号煤厚5.44~6.79m,平均厚6.43m,可采含煤系数13.43%,为稳定的全区可采煤层。其余煤层为不稳定的不可采煤层。
含煤地层总厚139.94m,煤层平均总厚11.72m,含煤系数8.38%。井田内稳定的全区可采煤层为3号、15号煤层。
五、可采煤层
井田内稳定可采煤层为3号、15号煤层(其特征见表1-3-l),各煤层特征如下:
1、3号煤层
位于山西组下部,煤层厚5.44(B12)~6.79m(B3),平均厚6.43m。煤层结构简单—复杂,含1~4层矸石,矸石成分多为炭质泥岩或灰黑色泥岩。煤层直接顶板为粉砂岩、砂质泥岩或泥岩,伪顶为炭质泥岩或泥岩;底板为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩。
该煤层为该矿现采煤层,井田内已大部分采空,井田内地质构造类型简单,煤层赋存稳定,为稳定的全区可采煤层。
2、15号煤层
位于太原组一段顶部,K2灰岩之下,煤层厚1.65(120孔)~2.90m(2069孔),平均厚2.12m。煤层结构简单—较简单,含0~3层矸石,矸石成分多为炭质泥岩或灰黑色泥岩。煤层顶板为K2灰岩;底板为黑色泥岩、粉砂岩、铝质泥岩。
总之,15号煤层井田内为稳定的全区可采煤层。
表1-3-1  可采煤层特征表
含煤地层    煤层编号    煤层厚度(m)    煤层间距
(m)    煤层结构    顶板
岩性    底板
岩性    煤层稳定程度    可采性
        最小-最大
平均    最小-最大
平均    矸石
层数    类别                
P1s    3    5.44~6.79
6.43    77.76-94.92
85.14    1~4    简单—复杂    粉砂岩
砂质泥岩
泥岩    粉砂岩
砂质泥岩
泥岩    稳定    全区可采
C3t    15    1.65~2.90
2.12        0~3    简单—较简单    石灰岩    泥岩
粉砂岩
铝质泥岩    稳定    全区可采
六、水文地质
(一)地表水
井田地处太行山南端西侧,区内山高谷深,地形复杂,西北部较高,东南部较低,地形最大相对高差170.80m。地表水系属黄河流域沁河水系,沁河位于井田外东侧约4km处,总的流向由北向南,属常年性河流。井田内无常年性河流和大的地表水体,沟谷发育,仅在雨季接受暴雨排泄的短暂性洪水,向东汇入沁河。
该矿井位于沁河西部的低山区,矿井工业广场处于区域内近南北向的沟谷内,经人工改造,使沟谷两侧山坡开挖成陡坡,沟谷底面建设排水涵洞,地面建设广场供矿井生产与生活建筑建设。主斜井工业场地位于井田东部,场地沟谷内未见长时间洪流,短暂洪水瞬间排出矿井区,一般最高洪水高出沟谷槽内0.5m,远低于矿各主、副斜井井口标高。因此,该矿工业场地生产系统不受洪水的影响。
(二)主要含水层
井田位于延河泉域的北部补给—径流区,奥灰水流向由西北向东南,水力坡度5‰,主要含水层段位于奥陶系中统上马家沟组中下部,以溶蚀性灰岩和白云质泥灰岩为主,溶洞发育且连通性好,强富水性,地下水水化学类型为HCO3·SO4-Ca·Mg型。
勘探工作于井田的东部钻探施工1个水文地质钻孔,经对岩性分析对比,自上而下划分3个不同介质的含水层,将其各自的水文地质特征简述如下:
1、二叠系碎屑岩裂隙水含水层
井田内分布广泛,含水岩组为二叠系下石盒子组和山西组,含水层段分布于3号煤层上覆岩体,岩性主要为砂岩和浅层的风化岩层,各含水层砂岩间分布厚层状泥岩,砂岩与泥岩呈含水层与隔水层相间分布,含水层间上下的水力联系较差。
二叠统上统上石盒子组地层在井田东、西部地表有小面积出露,分布于山梁或山峁的顶部,受地形影响,该层一般不含水。局部含水构造空间较大,则可能存在小面积的上层滞水层,受季节性影响较大,雨季主要由大气降水补给,在山坡的边缘出现小股泉水,枯水季节干涸,季节性变化极大。
二叠统下统下石盒子组与山西组含水层,埋藏深度50~150m。由中—细粒砂岩组成,其富水性主要是受裂隙发育程度影响,富水性弱。由于本井田3号煤层采空,该层地下水位下降至3号煤层底部,不具备水文地质抽水试验条件。
本次水文孔由于3号煤层为采空区,未进行抽水试验,根据东临的南凹寺煤矿原水文地质钻孔对P2s+P1x+P1s含水层混合抽水试验资料:单位涌水量q=0.0011L/s·m,渗透系数K=0.0007m/d,水位标高为+577.01m,弱富水性,水质属HCO3-Na+K型水。
2、石炭统太原组碎屑岩夹碳酸盐岩裂隙水含水层
井田内地表未出露,为一套海陆交互相沉积的碎屑岩夹碳酸盐岩地层,含水层多为太原组地层内由数层砂岩与K2、K3、K4、K5灰岩组成,是太原组15号煤层的主要充水含水层。各含水层间由于夹有数层泥岩、砂质泥岩,将各个含水层上下联系分隔,相互间水力联系微弱,主要含水层位于中上部的K4、K5灰岩,下部的K2灰岩由于地层完整性较好,裂隙与岩溶不发育,其富水性相对为弱。
根据B10孔抽水实验资料:静止水位埋深63.06m,水位降深37.99m,单位涌水量0.0014L/s·m,弱富水性,渗透系数K=0.0055m/d,水位标高为562.11m,水化学类型HCO3·SO4-Na型。
3、奥陶系中统马家沟组碳酸盐岩岩溶含水层
据B10水文地质勘探与抽水试验,奥陶系碳酸盐岩地层钻进过程中,上部峰峰组地层岩性为厚层状灰岩,夹多层黑灰色泥质灰岩和泥灰岩,含角砾,分层厚度为103.61m,钻进冲洗液消耗量较小,据对本区勘探钻孔或水源井施工资料统计,该层不含地下水,单位涌水量<0.001L/s.m,一般情况下可视为隔水层。
奥陶系马家沟组上部地层为厚层状灰岩、豹皮状灰岩,完整,为弱含水层,下部为厚层状灰岩、白云质灰岩、泥灰岩,岩溶裂隙发育,且岩溶连通性好,钻探岩芯破碎,溶洞或裂隙面附着有方解石晶体或薄膜,具明显的水蚀痕迹,为本区的主要含水层。根据抽水试验:静止水位埋深147.20m,水位标高477.97m,单位涌水量3.005L/s·m,渗透系数K=5.506m/d,为强富水性,水化学类型为HCO3·SO4-Ca·Mg型。
(三)主要隔水层
通过钻孔揭露,井田内各含水层之间均分布有相对的隔水层,岩性为泥岩、砂质泥岩或粉、细砂岩,隔水层作用完全可以阻隔上、下含水层之间的水力联系。现将区内主要隔水层叙述如下:
1、奥陶系中统峰峰组厚层状灰岩、角砾状泥灰岩或灰岩隔水层,分布稳定,厚度95.0~110.0m,钻探冲洗液消耗量4~6m3/h,裂隙与岩溶不发育,钻孔单位涌水量小于0.001L/s.m,可视为隔水层。
2、太原组底部及本溪组泥岩、铝土泥岩隔水层:为15号煤层底板至峰峰组顶界,厚度平均10.0~25.0m,由泥岩、铝土泥岩等塑性岩层夹砂岩组成,可起良好隔水作用。
3、石炭系太原组中上部泥岩隔水层:主要岩性为泥岩和砂质泥岩,呈层状分布于各灰岩、砂岩含水层之间,阻断了其间的水力联系,单层厚度1.0~6.0m,是15号煤层上覆岩体各含水层间的主要隔水层。
4、二叠系砂岩含水层层间隔水层:位于下石盒子组顶部及上石盒子组中下部,由塑性铝土泥岩、砂质泥岩夹粉砂岩等组成,单层厚度5.0~20.0m,可视为相对隔水层。
由于3号煤层开采多年,采空区顶板由于重力作用形成的冒落带和导水裂隙带破坏了层间隔水层的隔水作用,原有的隔水层失去其隔水性能。
(四)地下水的补给、径流与排泄
井田区域地形复杂,沟壑纵横发育,处于山梁或坡地台地区分布的第四系松散地层,分布面积小,厚度差异大,储水构造不利于地下水富集,一般不含地下水,仅作为大气降水对基岩裂隙水补给的通道。
石炭系、二叠系含水层水沿地层倾向向下游方向径流,在地表切割强烈或有排泄条件时则以泉的形式排出地表,地下水主要接受大气降水的补给,主要排泄则为生产矿井井下疏干排水。
井田内碎屑岩含水层及石炭系上统层间岩溶裂隙含水层,其间有厚度不等的泥岩隔水层相隔,相互水力联系差,主要以相互平行的层间迳流为主,仅在构造部位或浅埋区才可与其它含水层发生直接的水力联系。
奥陶系中统马家沟组含水层为本区的主要开采层,区内深井数量较多,为本地村庄、企业的开采井,奥灰水主要接受大气降水补给,其次为地表水及上部含水层水通过断裂通道向深部的渗漏补给。井田内奥灰水为延河泉域北部补给—径流区,井田内水流由西北向东南径流,最终向南在沁河西岸的下河一带排出地表,汇入沁河。
(五)充水因素
1、充水水源
矿井充水水源主要为大气降水、地表水、煤层上覆含水层水、奥陶系灰岩水和采空区积水。
1)大气降水及地表水
大气降水和地表水可通过表层岩土层的孔隙及裂隙对开采煤层上覆岩体进行水的补充,在矿井开采条件下,形成煤层顶板导水裂隙使地下水进入矿井,成为矿井充水的间接补给来源。矿井涌水量受大气降水的季节变化影响,具有明显的动态变化特征,一般在雨季过后20~30天矿井涌水量增大,延续时长30~60天最大值,之后趋于下降并稳定。下表中收集3年降水量与矿井涌水量,在每年的7月出现最大降水量,而在8、9月则出现矿井涌水量最大值,对矿井涌水量的影响较大。
2)顶板含水层水
井田内对3号煤层开采有影响的顶板含水层为下石盒子组K8砂岩裂隙含水层及山西组3号煤层上覆岩体的砂岩裂隙水含水层,对15号煤层开采有影响的为太原组15号煤层上覆岩体的多层灰岩及砂岩裂隙水含水层。
3号煤层开采后产生导水裂隙,可直接沟通3号煤层上覆岩体以及下石盒子组底部砂岩(K8)裂隙含水层,使各含水层水通过裂缝带向矿井充水,为矿井充水的主要来源。据井下观测记录,3号煤层巷道和工作面顶板来水形式多呈滴水和淋水状态,易自然疏干。
根据调查,本矿3号煤层已形成大面积采空区,原开采上分层形成采空区,但未来3号煤层下分层的复采中,会形成越来越大或越来越高的采空区空洞,会逐渐破坏顶板地层的稳定性,井下液压支撑后移或撤离时,将形成大方量垮落体和增大导水裂隙带高度,开采层埋深较浅的区域可能影响到地表,形成地面塌陷及地裂缝,沟通浅层基岩风化带裂隙水、煤层顶板裂隙水涌入矿井,使采空区内积水量加大。但在井田内的沟谷中,遇雨季暴雨形成洪流时,通过隐藏的地裂缝使地表水对矿井充水或突水,会对矿井造成事故,因此矿井生产时应检查井田范围内地面塌陷或地裂缝的存在,如有发现要及时封闭与填埋,并标注在井上下对照图上,必须有所防范。
3)底板奥灰水
根据区域水文地质资料和本次勘探B10孔抽水试验,B10孔奥灰水水位标高为477.97m,井田内按水力坡度5‰计,推测本井田内奥灰水水位标高为475~485m,由西北向东南方向流动,井田内3号煤层底板标高为400~570m,划分3号煤层在井田西北部为带压开采。
为正确评价开采矿井煤层带压的安全性,一般采用突水系数Ts进行划分。根据《煤矿防治水细则》附录四,底板受构造破坏块段突水系数Ts一般不大于0.06MPa/m,正常块段突水系数Ts一般不大于0.1MPa/m。
根据勘探资料,奥灰水含水层处于马家沟组地层下部,本次报告将峰峰组视为隔水层,井田内3号煤层底板距奥灰岩层峰峰组底面195.00~237.65m,隔水层厚度较大,层位稳定,隔水性能较好;15号煤层底板距奥灰岩层峰峰组底板117.00~142.73m,隔水层厚度较厚,层位稳定,井田内目前未发现断层、陷落柱,本次3号煤层带压开采安全性分区划分标准如下:
T<0.06MPa/m                 相对安全区(Ⅰ)
T≥0.06MPa/m                 危险区(Ⅱ)
依据《煤矿防治水规定》附录四,突水系数计算公式如下。
                
式中T—突水系数(MPa/m);
P—底板隔水层承受的水头压力(MPa);
M—底板隔水层的厚度(m)。
(1)底板隔水层岩柱厚度(M)
隔水层厚度是指开采煤层底板至下伏对煤层开发有水压力严重威胁的含水层顶面之间的隔水岩层总厚度,即:
M=H煤-h                 
式中H煤—煤层底板标高(m);h—奥灰顶面标高(m)。
(2)底板隔水层承受的水头压力(P)
就本区来讲,威胁3、15号煤层开采的底板水源主要来自奥陶系岩溶水。因此,在确定水头压力时,采用奥陶系岩溶水的水位标高减去相应的奥陶系顶面标高值作为煤层底板承受的水压力。即:
P=(H—h)× 9.8× 10-3
式中H—奥灰岩溶水位标高(m),
h—奥灰顶界面标高(m)。
根据井田内及周边实际揭露奥灰的钻孔资料,按照计算煤层底板突水系数值,计算结果见表1-3-2。本井田3号煤层矿井带压区分布于井田西北部,突水系数为0.0012~0.014MPa/m。
表1-3-2  3号煤层突水系数计算成果表
钻孔
编号    3号底板标高
(m)    奥灰峰峰组底面标高(m)    3号煤层隔水层厚度
(m)    奥灰水位标高
(m)    水头
压力
(Mpa)    3号煤层
突水系数(MPa/m)
125    432.19    224.46    207.82    486.42    2.57    0.012
2051    483.5    174.69        483.97    3.03    不带压
120    534.54    193.89        483.70    2.84    不带压
124    474.75    171.19    213.56    481.73    3.04    0.014
2069    517.45    205.86        480.98    2.56    不带压
2041    491.78    164.33        485.00    3.14    不带压







图1-3-1  3号煤层带压开采安全性分区图
井田内3号煤层底板突水系数为0.012~0.014MPa/m,小于临界值0.06MPa/m,3号煤层底距峰峰组底面隔水层厚度为207.82~213.56m,隔水层厚度较大,层位稳定,隔水性能较好,井田内截止目前未发现断层、陷落柱,评价带压区属安全区,但矿井在此后的防治水过程中,一定要在加强带压区内探水工作,防止井下未揭露的隐伏性断层形成通道对矿井充水。
本井田3号煤层矿井带压区分布于井田西北部,突水系数为0.0012~0.014MPa/m,低于正常块段突水系数0.06MPa/m,属于带压开采安全区。
三块勘探区基本位于带压区以外,仅勘探区二、三的西部边界与带压区东部边界突水系数最小区域有小范围交叉,勘探区一全区位于带压区以外。综上所述,复采工程不受奥灰带压水威胁。
4)采(古)空区积水
井田内3号煤层已大面积被开采,形成采空区,东部存在破坏区,中部开采分上下分层开采,大面积开采上分层,采高2.60m,形成上分层采空区,下分层未采动,其厚度2.5~3.0m,井田西部开采为长壁机械开采,一次性采全高,开采高度6.0~6.3m,通过本次地质勘探,拟复采3号煤层遗留的下分层和遗留煤柱资源。据矿井提供资料,采空积水区有4处,总面积为193675m2,计算积水量158221m3,积水区主要分布在井田西部地势较低的采空区和东部的破坏区。







表1-3-3  采空(老空)区积水量估算表


号    积水区
编  号    积水面积(F)
(m2)    采厚(m)    煤层
倾角
(°)    系数
k    积水量
(m3)    位置
3    Q3-1    30930    2.6    5    0.25    20181    井田西部
    Q3-2    68595    2.6    4.5    0.25    44725    井田中西部
    Q3-3(老空)    59625    2.6    1.5    0.25    38770    井田东部
    Q3-4    34525    6.3    4.5    0.25    54545    井田西部
合  计    193675                158221    
在拟复采3号煤层遗留的下分层和煤柱资源时,采空(老空)积水是煤矿生产过程中不容忽视的充水因素,在掘进和开采3号煤层下分层要注意顶板渗水和相邻采空区积水,做好相应的预测预报工作,提出相应防治措施。进行井下物探钻探超前探水,坚持“预测预报、有掘必探、有采必探、先探后掘、先治后采”的探放水方针,以防透水事故发生。
2、充水通道
充水水源能否对矿井充水,取决于充水通道与充水强度,本矿井充水通道主要有导水裂隙、构造断裂破碎带、旧井筒、封闭不良钻孔等。
1)断裂构造带及陷落柱
本井田内断裂构造不发育,未见陷落柱,主要为背斜褶曲构造,井田中西部为背斜西翼的单斜构造。
2)沉陷坑与地裂缝
井田东部煤层埋藏较浅,特别是沟谷内受地形影响,3号煤层开采后上覆岩体厚度50.0~70.0m,随着时间推移,岩体失稳使其垮落,导致地表下沉,并伴随地裂缝产生与发展,截止目前在井田范围内未发现地面下沉移动盆地和地裂缝,但随之井下开采量增大、开采高度增大,很可能产生地表下沉与地裂缝,矿井管理不应忽视该问题的产生,在沟谷内产生的地裂缝可沟通雨季洪水直接灌入矿井,避免造成淹井事故。
3)封闭不良的钻孔及废弃旧井筒
据调查,现井田内有旧钻孔6个,终孔层位奥陶系峰峰组地层上部,本次勘探施工钻孔15个,其中1个水文地质钻孔,终孔层位为上马家沟组中下部,其它14个钻孔均为石炭系太原组地层上部终孔,据原地质报告评价钻孔封闭质量为优,井田内无封闭不良钻孔,因此井田内已有钻孔形不成对矿井的充水通道。
据调查,井田内未发现废弃旧井筒。
今后在矿井生产过程中要对已有钻孔、旧井筒等建立基础台账,对钻孔坐标、施工日期、封闭情况、终孔层位等建立记录册存档,对废弃的井筒坐标、封闭情况、封闭材料和充水情况建立档案,在矿井采掘至钻孔或井筒附近时应在井下探水、进一步观察煤壁可能的异常情况,及时排除可能造成的隐患。
4)导水裂隙带
由于开采扰动,顶板失稳,开采煤层使上覆岩体产生导水裂隙带,裂隙可导通矿井上覆岩体含水层水,甚至裂隙带在沟谷内可延伸至地表,有季节性洪水时通过导水裂隙对矿井充水,成为地表水进入矿井的通道。
本矿井开采分上、下分开采,导水裂隙带高度依据《煤矿防治水规定释义》表4-2公式,3号煤层顶板岩性为泥岩及砂岩,坚硬程度属中硬岩,15号煤层顶板岩性为厚层灰岩,属坚硬岩,分层开采的导水裂隙带高度计算公式及冒落带高度见表1-3-4。


表1-3-4  3号煤层导水裂隙带高度表
煤层号    顶板岩性    岩性
特征    计算公式    采厚(m)    计算值(m)
3    粉砂岩
砂质泥岩
泥岩    中硬        3.69    69.49
备注:∑M—累计采厚,公式应用范围:单层采厚1-3m,累计采厚不超过15m;计算公式中±号项为中误差
本次开采3号煤层厚度为3.69m。经计算,3号煤层开采后裂隙导水带最大高度为69.49m。
井田东部沟谷内3号煤层埋藏较浅,导水裂隙可达地表,因此,矿方应在今后的生产过程中如有条件对导水裂隙带高度进行实测分析,积极预防,疏竣沟谷、保证排水畅通,检查沟谷地裂缝,如有发现要积极填埋封闭,下层煤层开采时积极探水,探测上层采空积水,确保安全生产。
5)封堵不严的采空巷道
据该矿井下开采资料,由于部分连通采空区的巷道封闭不严或故意留有排水口,使采空区内积水由巷道封闭空隙或预留排水口向外渗入巷道,然后流入水仓排出地表。
3、充水强度
1)大气降水、地表水
大气降水、地表水对矿井有一定和补给,它是通过地层孔隙、裂隙渐进式补给含水层水,转化成地下水,在有开采煤层顶板失衡重力作用下,使地下水对矿井进行补给,即大气降水、地表水对矿井充水强度为弱。
2)地下水
井田内3号煤层大面积开采,形成采空区,山西组地层含水层被破坏,原地下水被疏干,水位下降至煤层底部,据本矿井东部相邻的南凹寺煤矿水文地质钻孔资料,钻孔单位涌水量为0.0011L/s·m,渗透系数0.0007m/d,水位标高为+577.01m,弱富水性。地下水对矿井的充水强度为弱。
3)采空积水
由于3号煤层被大面积开采,采空范围大,井下积水区有4处,多分布于井田西部地势较低的区域和东部老空破坏区,总积水面积193675m2,积水总量158221m3。复采3号煤层下分层时,如遇采空积水,对矿井充水强度为中等。
4、水文地质类型
参考2018年10月晋城市煤田地质勘探队编制完成的《沁和能源集团有限公司永安煤矿矿井水文地质类型划分报告》,该矿现开采的3号煤层矿井水文地质类型定为中等型。
七、瓦斯
2017年7月煤科集团沈阳研究院有限公司编制了《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层复采区矿井瓦斯涌出量预测》,沁和能源集团有限公司以沁和发[2017]180号文予以批复,预测结果:3号煤层复采区瓦斯含量最大值为6.80m3/t,3号煤层回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为5.44m3/min,相对瓦斯涌出量为4.79m3/t。3号煤层掘进工作面最大瓦斯涌出量为1.18m3/min。矿井最大绝对瓦斯涌出量为13.16m3/min,最大相对瓦斯涌出量为10.42m3/t。
八、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性
山西煤矿设备安全技术检测中心2019年6月对该矿现采的3号煤层煤尘爆炸定性分析,鉴定结论为煤尘无爆炸危险性。
山西煤矿设备安全技术检测中心2019年6月对该矿现采的3号煤层煤的自燃倾向性测试,结果为:自燃倾向性等级为Ⅲ,自燃倾向性为不易自燃。
九、煤和瓦斯突出
本矿未发现煤和瓦斯突出现象。
十、地温、地压
据2019年3月编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿生产矿井地质报告》资料,3号煤层最高温度25.0℃,15号煤层最高温度28.1℃,属地温正常区,恒温带深度一般在70m左右。井下未发现地温和地压异常,因此,本井田属地温、地压正常区,不存在热害、冲击地压危害。
十一、顶底板条件
据2019年3月编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿生产矿井地质报告》资料,3号煤层顶底板按工程地质分类属多层结构半坚硬结构岩组,由砂质泥岩、粉砂岩、煤层和细砂岩组成,强度低,具可塑性,遇水后具离层软化性能,属工程地质不稳定区。但由于地质构造类型简单,褶曲宽缓,岩层产状平缓,现未发现存有断层、陷落柱构造,无岩浆岩侵入,因此,不易聚积大量变形能,构造应力低,一般不会对巷道造成大的威胁和破坏。但仍应注意背斜轴部及转折端,岩石节理发育地段,构造应力局部集中,易形成冒顶与片帮等工程地质问题,应加强巷道支护与监测。
3号煤层顶板粉砂岩自然抗压强度为38.9MPa,抗剪强度为4.42MPa,抗压强度为3.68MPa,底板砂质泥岩自然抗压强度为20.6MPa,抗剪强度为4.35MPa。
第四节  放顶煤工作面基本情况介绍
一、工作面基本情况
1、工作面井上下位置
3106回采工作面位于矿区中部,地面无建筑及道路,复采3号煤层,井下开采标高+527m~+538m,对应地面标高约+642m~+732m,地貌为侵蚀山地,以低山丘陵为主,无任何人工建筑物及道路设施。工作面前630m存在中分层采空区,该处中分层采空区在1986年采用房柱式开采,采高2.5m;工作面后280m存在中分层采空区,该处中分层采空区在1987-1988年采用房柱式开采,采高2.5m;其余部分为原井下巷道保护煤柱。
2、工作面煤层
3106工作面内有1个钻孔:B7钻孔显示采空2.1m,煤厚4.17m,B9钻孔显示采空3.21m,煤厚6.23m;2069钻孔显示该处没有采空区,煤厚6.37m;B14钻孔显示采空2.4m,煤厚3.56m。根据矿井补充地质勘探报告和复采初步设计,3106工作面所在区域为原块段5和块段4中分层采空区,原采高2.5m,工作面推进范围内存在以往开采遗留的空区、空巷和煤柱等,工作面煤厚不一,本次设计取3106工作面煤层总平均煤厚6.19-2.5=3.69m。
3106工作面煤层结构简单~复杂,含1~3层矸石,矸石成分多为炭质泥岩或灰黑色泥岩。煤层直接顶板为粉砂岩、砂质泥岩或泥岩,伪顶为炭质泥岩或泥岩;底板为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩。
3、工作面构造
3号煤层赋存于山西组中下部,工作面煤层总体表现为一单斜构造,较平缓。工作面推进范围内无断层,岩浆岩、陷落柱等构造,构造简单。构造对工作面开采影响小。
4、工作面水文地质特征
(1)大气降水、地表水
3106工作面对应地表为荒山、荒地,无水库、河流等地表水体,地表水对工作面的开采影响小。
但井田内3号煤层开采后能够在地表产生裂隙、裂缝和塌陷坑,大气降水能够通过裂隙、裂缝和塌陷坑从地形低洼处缓慢渗入矿井,对矿井开采产生一定的充水影响。
(2)顶板含水层水
井田内对3号煤层开采有影响的顶板含水层为下石盒子组K8砂岩裂隙含水层及山西组3号煤层上覆岩体的砂岩裂隙水含水层,对15号煤层开采有影响的为太原组15号煤层上覆岩体的多层灰岩及砂岩裂隙水含水层。
3号煤层开采后产生导水裂隙,可直接沟通3号煤层上覆岩体以及下石盒子组底部砂岩(K8)裂隙含水层,使各含水层水通过裂缝带向矿井充水,为矿井充水的主要来源。据井下观测记录,3号煤层巷道和工作面顶板来水形式多呈滴水和淋水状态,易自然疏干。
根据调查,本矿3号煤层已形成大面积采空区,原开采上分层形成采空区,但未来3号煤层下分层的复采中,会形成越来越大或越来越高的采空区空洞,会逐渐破坏顶板地层的稳定性,井下液压支撑后移或撤离时,将形成大方量垮落体和增大导水裂隙带高度,开采层埋深较浅的区域可能影响到地表,形成地面塌陷及地裂缝,沟通浅层基岩风化带裂隙水、煤层顶板裂隙水涌入矿井,使采空区内积水量加大。但在井田内的沟谷中,遇雨季暴雨形成洪流时,通过隐藏的地裂缝使地表水对矿井充水或突水,会对矿井造成事故,因此矿井生产时应检查井田范围内地面塌陷或地裂缝的存在,如有发现要及时封闭与填埋,并标注在井上下对照图上,必须有所防范。
(3)底板奥灰水
本井田3号煤层矿井带压区分布于井田西北部,突水系数为0.0012~0.014MPa/m,低于正常块段突水系数0.06MPa/m,属于带压开采安全区。
3106工作面西北部位于非带压区域,奥灰岩溶水对本工作面生产作业影响较小,但在正常回采过程中要加强观测,发现异常及时报告并采取措施。
(4)采(古)空区积水
井田内3号煤层已大面积被开采,形成采空区。根据矿方提供资料,在3106工作面上部不存在积水,在该工作面北部存在两处积水,分别为JS-3和JS-4积水区,JS-3积水面积2.1万㎡,积水量2.71万m³;JS-4积水面积0.61万㎡,积水量0.79万m³。本次设计的3106工作面为复采工作面,工作面上部存在大面积采空区,在3106工作面巷道掘进和回采时,必须针对空区积水情况进行探测,并制定专项防治措施,对已经探明的积水区,采掘工程接近时,要事先划定警戒范围,并安排好应急水仓、排水设备等,制定好安全措施后、再进行探放,待彻底排空积水后,才允许掘进或回采。要严格执行“预测预报、有掘必探、有采必探、先探后掘、先探后采”的原则,坚持探放水制度。
二、工作面四邻关系
3106工作面范围大部分为原矿井中分层采空区,工作面北部为采区巷道保护煤柱,南部为矿井边界,西部复采区内的3105工作面,东部为复采区采区巷道保护煤柱,该工作面对应地面位置为山地,平均盖山厚度155m左右,地表无建筑物和水体。
三、开采情况
永安煤矿为生产矿井,现复采区内皮带下山、材料下山、回风上山均已形成,现3102工作面进行回采工作。

第二章 工作面布置及采煤方法
第一节 工作面布置
一、工作面布置与走向长度
设计开采的3106工作面本着充分利用现有生产系统及装备,尽可能不影响矿井生产,又要充分体现出先进、合理、安全、经济、高效,具体参数如下:
工作面共布置有:3106运输顺槽和回风顺槽,其中:运输顺槽担负进风和煤炭运输任务,回风顺槽担负回风和辅助运输任务。
3106运输顺槽与皮带下山相通,3106回风顺槽与材料下山相通,并设置风门,又与回风上山相通,工作面运输顺槽和回风顺槽均沿3号煤层底板布置。
该区域稳定可采3#煤,邻近工作面揭露情况为煤层稳定、结构简单,层理分明,煤质坚硬,有玻璃光泽,煤层下半部含一到三层夹矸,煤容重1.45t/m,煤层厚度6.19m。
根据矿井复采初步设计及3106工作面区域煤层赋存条件,确定3106工作面长度为106m,推进长度为1115m。
根据矿方提供的采掘工程平面图,3106工作面布置在复采区中部,工作面四周均存在不同程度的旧巷(旧采空区),采空区可能有一定量的瓦斯和二氧化碳等气体聚集,及采空区有一定量的积水,局部地区还可能存在冒落。
3106回采工作面在回采前,必须经过物探成果分析和钻探验证,防止有采空积水和顶板含水层裂隙水渗入。同时要加强对工作面、帮壁和顶板的观察,以防有可能出现的顶板含水层裂隙水和采空区范围内可能出现的采空积水溃入该回采工作面造成水害事故。
二、工作面割煤高度与放煤高度
工作面割煤高度除应满足通风行人的要求外,还应考虑设备投入和机道上方顶煤和煤壁的稳定性,采高越大,煤壁越高越易发生片帮,同时支架的高度会增加初期投入。考虑到本矿瓦斯含量及复采实际情况,因而在确定机采高度时应满足工作面通风要求,同时,根据永安煤矿复采初步设计和3号煤层地质条件结合相邻矿井的经验,综合考虑,确定工作面采煤机割煤高度为2.0m。
3106工作面3号煤层现有煤厚3.69m,设计采用放顶煤采煤方法,机采高度2.0m,放煤高度1.69m,采放比1:0.85。
三、采煤机截深与放煤步距
由于工作面要求实现高产高效,采煤机的截深和放煤步距应保证工作面尽可能大的循环产量。根据综放工作面的开采条件,设计3106采煤工作面采煤机截深为0.6m,设计采用一采一放工艺,即采煤机割一刀进0.6m,液压支架放一次顶煤,循环进度为0.6m,放煤步距为0.6m。
四、工作面长度
本工作面为复采采区的第6个开采工作面,工作面顺槽均为新掘巷道,工作面运输顺槽掘进长度1217m,回风顺槽掘进长度1212m,工作面推进长度1115m,切眼长106m。
五、工作面及回采巷道支护
3106运输顺槽上净宽3.5m,下净宽4.0m,净高2.8m。3106回风顺槽上净宽3.0m,下净宽3.5m,净高2.8m。运输顺槽和回风顺槽均沿3号煤层底板掘进,采用矿用12号工字钢梯形棚支护,支护棚间距600mm。3106工作面回采需新增井巷工程量见表2-1-1。
表2-1-1                 新增井巷工程量汇总表
序号    工程名称    断面积(m2)    井巷长度(m)    掘进体积(m3)    备注
1    3106运输顺槽    12.15    1217    14787    
2    3106回风顺槽    10.65    1212    12908    
3    3106切眼    20.16    106    2137    
总计        2535    29832    
根据矿井复采初步设计,矿井复采时,运输顺槽运送液压支架等大型设备,回风顺槽只运输辅助材料,故本次设计只对运输顺槽断面进行运输验算(回风顺槽进行通风验算)。
对运输顺槽断面尺寸验算如下:
高度验算:
H≥H1+H2+H3+H4+H5=0.3+1.7+0.10+0.3=2.4m
式中H—巷道净高度;
H1—根据矿方现有运输平板车高度,取0.3m;
H2—根据复采初步设计配备液压支架的最小高度,取1.7m;
H3—12号工字钢厚度取0.10m。
H4—安全间隙,0.3m。
经上述公式计算得:运输顺槽巷道净高不应小于2.4m。
宽度验算:
根据《煤矿巷道断面和交岔点设计规范》中规定,有人员行走的巷道必须设置人行道。且在净高1.6m范围内的人行道的宽度必须符合下列要求:
1)行驶无轨运输设备的巷道不小于1.2m。
2)轨道运输巷道,综采矿井不得小于1.0m,其他矿井不得小于0.8m。
3)单轨吊运输、架空乘人器运人巷道不得小于1.0m。
4)人车停车地点上下人侧,不得小于1.0m。
3106工作面安装时由运输顺槽运送液压支架,生产时运输顺槽安装胶带输送机,对此,本次设计绘制了3106工作面运输顺槽断面宽度计算图(图2-1-1)。
图2-1-1         运输顺槽宽度计算图
根据该图计算得出,符合规范规定的3106工作面运输顺槽最小断面为:下净宽3.37m,上净宽2.89m。
综上所述,3106运输顺槽上净宽3.5m,下净宽4.0m,可以满足运输要求。
2、3106工作面开切眼
工作面长度106m,推进长度1085m。
根据液压支架的尺寸,工作面切眼为矩形断面,一期采用单体柱加3.6mΠ梁支护,二期采用单体柱加7m木梁支护,掘宽7.2m,净宽7.0m,掘高2.8m,净高2.6m,净断面面积18.2m2,分两次掘进成巷,一切、二切宽度均为3.6m。
六、工作面接替顺序
3105工作面开采完毕后接续本次设计的3106工作面,3106工作面的接替工作面为3107工作面。回采工作面采用后退式开采。
第二节 采煤方法
一、3106工作面煤层特征及地质条件
1、地理位置
3106复采工作面位于矿区中部,开采3号煤层,盖山厚度平均约155m,开采标高+527m~+538m,对应地面标高约+642m~+732m,地貌为丘陵地带,无任何人工建筑物及道路设施。西面为3105复采工作面,东面为采区巷道保护煤柱,南面为矿井边界,北面为复采采区巷道保护煤柱。
2、煤层地质特征
3106工作面煤层现有煤厚3.69m。地质构造属简单类型。直接顶为粉砂岩、砂质泥岩或泥岩,老顶为中粒砂岩,灰白色,厚层状,钙硅质胶结,斜层理明显,裂隙不太发育,直接底为深灰、黑灰色泥岩或粉砂岩,含菱铁矿结核。砂质泥岩、泥岩、粉砂岩,含植物根茎化石及碎片。
3、瓦斯、煤尘及自燃情况
永安煤矿委托煤科集团沈阳研究院有限公司于2017年7月进行3号煤层复采区矿井瓦斯涌出量预测,预测结果为矿井瓦斯含量最大值为6.80 m3/t,其中回采工作面瓦斯涌出量为5.44m3/min,相对瓦斯涌出量为4.79m3/t。3号煤层掘进工作面最大瓦斯涌出量为1.18m3/min。矿井最大绝对瓦斯涌出量为13.16m3/min,最大相对瓦斯涌出量为10.42m3/t。故3号煤层复采区开采时为高瓦斯矿井。
山西煤矿设备安全技术检测中心2019年6月对永安煤矿3号煤层进行了鉴定,结论为本煤层煤尘无爆炸危险性,自燃倾向性为不易自燃。
4、地温地压
据2019年3月编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿生产矿井地质报告》资料,3号煤层最高温度25.0℃,15号煤层最高温度28.1℃,属地温正常区,恒温带深度一般在70m左右。井下未发现地温和地压异常,因此,本井田属地温、地压正常区,不存在热害、冲击地压危害。
5、水文情况
3号煤层的水文地质类型为中等。
二、工作面日进度及产量确定
1、日进度和产量
1)割煤日产量(Qg)
Qg=S×h1×Lg×r×Cg×N
式中:Qg—割煤日产量,t
S—工作面日进度,3.6m
h1—采煤机割煤高度,2.0m
Cg—割煤回收率,95%
Lg—采煤机割煤长度,106m
r—3号煤层容重,1.45m3/t
N—正规循环率,0.85
则:Qg=3.6×2.0×106×1.45×0.95×0.85≈893t
2)日放煤量
Qf=S×h2×Lf×r×Cf×N
式中:Qf—日放煤产量,t
      h2—放顶煤高度,1.69m
      Cf—顶煤回收率,80%
      Lf—工作面放煤长度Lf=106-6=100m
则:Qf=3.6×1.69×100×1.45×0.80×0.85≈600t
3)工作面计算日产量
日产量为:
Qr=Qg+Qf=893+600=1493t
2、工作面月产量
每月工作日按27.5d计算,则工作面月产量为41057t。
3、工作面可采储量和可采期
可采储量:
Z可=1115×106×2.0×1.45×95%+1115×100×1.69×1.45×80%≈544198t
可采期:Z可采=Z可/Q月=544198/41057≈12.9个月。
根据上述计算,3106工作面日进6刀,日进尺3.6m,月产量4.1万t,可采期13.3个月。
第三节 采煤工作面装备
根据工作面实际工作条件和生产设计要求,对工作面设备选型,在运输顺槽布置胶带输送机、桥式转载机,工作面布置支架、机组、前溜、后溜,回风顺槽布置无极绳绞车,在主大巷间联络巷布置变电站、乳化液泵和喷雾泵。
1、采煤机
采煤机的选择应与工作面生产能力相适应,可用采煤机的平均割煤速度作为基本参数计算,对于端头斜切进刀,双向割煤,采煤机的平均落煤能力可用下式计算:
Qm≥
式中:Qm——采煤机落煤能力,t/h;
A——工作面日产量,1493t/d;
B——采煤机滚筒截深,0.6m;
C——割煤回收率,取95%;
L——工作面长度,106m;
      Ls——刮板输送机弯曲段长度,30m;
Lm——采煤机两滚筒中心距,取10m;
K——采煤机日开机率,根据经验取45%;
H——采煤机割煤高,2.0m;
Hf——放顶煤厚度,平均取1.69m;
Lf——工作面顶煤长度,94m;
Cf——放顶煤回收率,取80%;
γ——煤的容重,1.45t/m3;
Td——采煤机反向时间,取5min。
Qm=
=158.4t/h
根据采煤机的平均落煤能力计算采煤机的平均割煤速度,公式如下:
VC=
式中:Vc——采煤机平均割煤速度,m/min,其它参数意义同前;
Vc=≈1.5m/min
在采煤过程中,采煤机实际落煤量和割煤速度是一个随机值,因此,采煤机的最大割煤速度较平均割煤速度应有一定的富裕量。
采煤机的最大割煤速度:
Vmax=KVc
式中:K——采煤机不均衡系数,取1.3;
Vmax=1.3×1.5=1.95m/min
采煤机的最大割煤能力:
Qmax=60×B×H×γ×Vmax=60×0.6×2.0×1.45×1.95=203.58t/h
采煤机截割功率:
N=60B·H·Vmax·Hw
式中:N——采煤机截割功率,KW;
Hw——采煤机能耗指数,取0.80kw·h/m3
N=60×0.6×2.0×1.95×0.8=112.3kw
根据以上计算,并考虑煤层的硬度及夹矸情况,利用现有的MG160/375-WD1型采煤机机割煤并装煤,电机功率为375KW,可以满足3106工作面开采要求,其技术特征见下表:


采煤机主要技术特征
型  号    采高(m)    牵引机构    截割机构    电动机    质量(t)
        牵引力(KN)    速度(m/min)    牵引
方式    滚筒直径(mm)    截深(mm)    卧底量(mm)    型号    功率
(KW)    电压(V)    
MG160/375-WD1    1.4/3.0    440    2.5    齿条    1600    600    353        375    1140    28
2、刮板输送机
对于综放采煤工作面,前、后刮板输送机应考虑工作面的采放比,并与工作面采煤装备相配套。
前刮板输送机:前刮板输送机的运输能力应不低于采煤机的最大割煤能力,故前刮板输送机的运输能力为:
Qq≥Qmax=203.58t/h
后刮板输送机:前、后刮板输送机之间的配套主要取决于采煤工作面的采放比。3106工作面煤层的平均厚度为3.69m,采煤机的割煤高度为2.0m,放顶煤的高度为1.69m,采放高度比为1:0.85。
后刮板输送机的运输能力应与放煤能力相适应,根据采放平行作业的要求,工作面平均放顶煤速度为:

式中:Vf——工作面平均放顶煤速度,m/min;
Lf——工作面放顶煤区段长度,94m;
L——工作面的长度,106m;
LS——刮板输送机变曲段长度,30m;
Lm——采煤机两滚筒中心距,取10m;
td——采煤机的反向时间,取5.0min;
tdt——工作面端头作业时间,取30.0min;
t1——工作面放顶煤辅助工序时间,取30.0min;
VC——采煤机最大割煤速度,1.95m/min。
则:
==0.92(m/min)
工作面平均放顶煤能力为:
Qf=60HfBCfγ(1+Cg)Vf
式中:
Qf——工作面平均放顶煤能力,t/h;
Hf——放顶煤高度,1.69m;
B——采煤机滚筒截深,0.6m;
Cf——放顶煤的回收率,取80%;
γ——煤的容重,1.45t/m3;
Cg——放顶煤的含矸率,取8%;
Vf——工作面平均放顶煤速度,0.92m/min。
则:Qf=60×1.69×0.60×0.8×1.45×(1+0.08)×0.92=70.12(t/h)
后刮板输送机能力为:
Qh≥KfKyQf
式中:Qf——工作面平均放顶煤能力,t/h;
Kf——工作面放顶煤不均匀系数,取1.35;
Ky——运输方向及倾角修正系数,取1.2。
Qh≥1.35×1.2×70.12=113.6(t/h)
根据以上计算,考虑设备的结构强度及维修和备件管理,工作面前后刮板机均利用矿方已有的SGZ630/220型,运输能力为450t/h,可以满足3106工作面开采运煤要求,电机功率为110KW;另外,在设备安装时应考虑在前刮板输送机的前侧加装铲煤板,以便把底板的浮煤铲入刮板输送机中,避免浮煤积聚,影响运输机的移动和损坏零部件,以提高刮板输送机行的可靠性,其技术特;
征见下表:
前、后刮板输送机技术特征表
型 号    设计
长度
(m)    输送量
(t/h)    刮板
链速
(m/s)    电动机    中部槽
                型号    功率(KW)    电压
等级(V)    长×宽×高(mm)
SGZ630/220    100    450    1.07    YBS    110    1140    1250×830×303
3、转载机、破碎机、可伸缩胶带机考虑采煤机割煤不均衡性,转载机、破碎机、顺槽可伸缩胶带输送机的能力按下式确定:
Q≥
式中:Qm——采煤机平均落煤能力158.4t/h;
km——采煤机割煤速度不均衡系数,取1.5;
Q≥=237.6t/h
矿井现有SZZ630/90型刮板转载机,输送能力500t/h,电机功率90KW;
现有PLM-110型破碎机,过煤能力1000t/h,电机功率110KW;
现有DSJ80/40型顺槽可伸缩带式输送机1台,运量400t/h,带宽800mm,带速2.0m/s,电机功率40KW。
根据以上计算,矿井现有转载机、破碎机和顺槽可伸缩胶带机可以满足3106工作面回采及运输要求。
4、支护设备液压支架
3106工作面煤层直接顶板的岩性为粉砂岩、砂质泥岩或泥岩。顶板属半坚硬岩石,稳固性中等,按照《缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类》(MT554-1996)对支护的有关规定,以及其它矿相似条件的高产高效放顶煤工作面的经验,结合国内外支架发展现状,确定采用支撑掩护式液压支架。
3号煤层为综采放顶煤开采,其中采煤机割煤高度2.0m,设计确定支架的最大采高应在2.0m以上,最小高度以满足运输要求为宜。
根据目前国内综放工作面观测结果,支架承受的压力一般不大于分层开采时顶分层的压力,而且基本顶来压也有所降低,两者基本相差不大。
支架支护强度估算(按岩石容重法公式):

式中:q——支架的动载支护强度,MPa;
Kd——动载系数;一般取1.5-2.0
M——煤层厚度,m;中分层已开采按总厚度的70%计算,取4.6m;
Kp——冒落矸石碎胀系数,取1.4;
γ岩——顶板岩石平均容重,24kN/m3

P=q×(LK+LD)×B
式中:P——支架工作阻力,kN;
LK——梁端距,取0.34m;
LD——顶梁长度,取4.75m;
B——支架宽度,取1.5m。
则:P=q×(LK+LD)×B=441.6×(0.34+4.75)×1.5=3371.6kN
根据上述计算,最终确定支架的合理支护强度为0.53MPa,支架的工作阻力为4797kN。
根据支架支护强度的计算及上面的论述,矿井现有型号为ZF6600/17.5/28的放顶煤液压支架,其支护强度为0.67Mpa>0.53Mpa,支架工作阻力6600kN>4797N,符合要求,也能适应3号煤层最大厚度时顶板载荷对支架阻力的要求。技术特征见下表:
低位放顶煤液压支架技术特征
型  号    支 架 性 能    推移千斤顶
    高度(m)    中心距(mm)    工作阻力(KN)    初撑力(KN)    支架
强度(Mpa)    对底比压(Mpa)    长×宽
(m)    重量(t)    型式    行程(mm)    推输送机力(KN)    拉架力(KN)
ZF6600/17.5/28    1.75-2.8    1500    6600    5480    0.96    2.5    5.07×1.33    18.5    框架    700    246    126
工作面支架最大控顶距4285mm,最小控顶距3655mm。
3106工作面上端头配1架ZT13200/20/32型端头支架和3架ZFG6600/20/32型过渡支架,下端头使用3架ZFG6600/20/32型过渡支架+对梁支护。
运输顺槽超前支护采用DW31.5型单体支柱配3.5m长π型梁,回风顺槽采用DW31.5型单体支柱配3.0m长π型梁,均横向布置,每米一架,一梁三柱进行支护。
5、乳化液泵
矿井现有与液压支架相配套的BRW200/31.5型乳化液泵一个,其额定压力31.5MPa,额定流量200L/min,能满足和采煤机牵引速度相配套的液压支架移架速度。其技术特征见下表。
乳化液泵站技术特征
型 号    额定
压力(Mpa)    额定
流量(L/min)    电动机    泵总成尺寸
长×宽×高
(mm)    泵总成
质量
(kg)    乳化液泵箱
            功率(KW)    电压
(V)    转速
(r/min)            型 号    容积(l)
BRW200/31.5    31.5    200    125    1140    1470    3210×1235×1270    4800    RX315/25    2500
6、喷雾泵
选用矿方已有BPW315/10型喷雾泵一台,功率30KW,其技术特征见下表。
喷雾泵站技术特征
型号    公   称
压力(Mpa)    公称
流量(L/min)    电动机    外形尺寸
长×宽×高(mm)    备注
            功率(KW)    转速
(r/min)    电压
(V)        
BPW320/10M    10    315    75    1480    1140    2382*915*1090    
3106工作面主要设备配备见表2-3-1。
表2-3-1         3106工作面主要采煤机械配备表
序号    设备名称    设备型号    容量
(kW)    单位    数       量    备注
                    使用    备用    合计    
1    双滚筒采煤机    MG160/375-WD1    375    台    1        1    
2    前部刮板输送机    SGZ-630/220    110
    台    1        1    
3    后部刮板输送机    SGZ-630/220    110
    台    1        1    
4    转载机    SZZ630/90    90    台    1        1    
5    破碎机    PLM-110    110    台    1        1    
6    胶带输送机    DSJ80/40    40    台    1        1    
7    放顶煤液压支架    ZF6600/17.5/28        架    63    8    69    
8    放顶煤过渡支架    ZFG6600/20/32        架    6    2    8    
9    放顶煤端头支架    ZT13200/20/32        架    1    1    2    
10    单体液压支柱    DZ31.5        根    200    40    240    
11    π型钢梁    3.5m        根    60    20    80    
        3.0m        根    60    20    80    
12    无极绳    JWB1.2/0.75    11    台    1        1    回风顺槽
13    小水泵    BQG-350        台    2    1    3    
14    乳化液泵    BRW200/31.5    125    台    1    1    2    
15    喷雾泵    BPW315/10    75    台    1    1    2    
16    探水钻    ZDY-1200S    22    台    2        2    

第三章 掘进及回采工艺
第一节 掘进工艺
一、工作面巷道断面和支护形式
1、3106工作面开切眼
根据液压支架的尺寸,工作面切眼设计为矩形断面,切眼掘宽7.2m,掘高2.8m,掘进断面面积20.16m2,分两次掘进成巷,一期采用单体支柱配3.6m长π型梁支护,二期采用单体支柱配7m木梁支护。
2、运输顺槽
运输顺槽断面形状为梯形,沿3号煤层底板布置,采用工字钢棚+金属网+背板支护。上掘宽3.8m,下掘宽4.3m,掘高3.0m,掘进断面积12.15㎡。
采用12#工字钢架设梯形棚子支护,顶梁和棚腿均采用12#工字钢,拉钩为20#圆钢,木背板为70-80cm长、15-20cm宽木板。顶板破碎时改为对棚支护,棚间用拉杆连锁,间距为0.6m。
3、回风顺槽
回风顺槽断面形状为梯形,沿3号煤层底板布置,采用工字钢棚+金属网+背板支护。上掘宽3.3m,下掘宽3.8m,掘高3.0m,净断面积10.65㎡。
采用12#工字钢架设梯形棚子支护,顶梁和棚腿均采用12#工字钢,拉钩为20#圆钢,木背板为70-80cm长、15-20cm宽木板。顶板破碎时改为对棚支护,棚间用拉杆连锁,支架间距为0.6m。
二、工作面巷道掘进施工工艺
1、掘进工作面设备
3106工作面顺槽及切眼掘进工作面均为综掘工作面。掘进工作面配套设备见表3-1-1。
表3-1-1    3106掘进工作面配套设备
序号    设备工具名称    规格型号    单位    数量    备注
1    局部通风机    FBD№7.1/2×30KW型    台    4    
2    皮带输送机    DTL80/40    部    2    
3    刮板输送机    SGB-620/40T    部    2    
4    小水泵    BQS15-70/2-7.5N    台    2    
5    电话    KTH3    部    4    
6    铁锹、镐、锤        张    各2    
7    掘进机    EBZ55    台    2    
8    配电开关    KBZ-200    台    2    动力总开关
9    配电开关    KBZ-200    台    4    局扇总开关
        QBZ-120    台    4    刮板输送机
        QBZ 4×80    台    2    局部通风机
2、掘进施工工艺
(1)综掘工作面面采用综掘机截割并自行落煤。
(2)生产工艺流程
开机前准备→掘进机割、装、运→临时支护→运料、清浮煤→支护→下一个循环。
(3)检修工艺流程
检修前准备→检修掘进机各部位、加油、更换截齿、检修各部门刮板输送机、带式输送机及延伸、下料、其他工作→正常掘进。
(4)掘进机截割工艺
截割头由巷道一侧底部进刀深度400~600mm,然后在巷道内水平摆动截割,周边留煤200~300mm,每水平截割一次抬高400~600mm,按照截割曲线示意图连续摆动至初步成形,截割完一个循环后,修周边达到设计要求,循环进尺为0.9m。
(5)截割工艺流程
进刀→截割→修边→成形。
(6)截割质量要求
巷道成形符合设计要求,顶、底板截割平整,两帮齐整,其误差不超过部颁标准。
(7)提高截割质量的措施
1)加强通风防尘管理,提高工作面能见度。
2)经常进行岗位练兵,提高司机素质。
3)掘进机司机必须牢记巷道断面尺寸及误差标准,专心操作,严格按照截割方法和截割工艺进行操作。
4)根据顶底板起伏变化,随时调整截割高度,做到平缓过渡。
5)保证激光指向仪指向正确,无中线指向不准割煤。
(8)工作面甲烷传感器的设置
1)安装位置、报警、断电、复电及断电范围
工作面甲烷传感器设置位置分别在回风上隅角、工作面、工作面回风流中部、工作面回风流处,采煤机设有机载式甲烷传感器及甲烷断电仪。
回风上隅角甲烷传感器设置在回风上隅用距切顶线≥1m外,工作面的甲烷传感器设置在回风流距煤工作面前部刮板输送机机尾≤10m处;工作面回风流中部甲烷传感器设置在回风流巷道中部;工作面回风流的甲烷传感器设置在回风流与回风绕道交叉点10~15m处。
2)报警、断电、复电及断电范围
工作面上隅角:甲烷传感器报警浓度≥0.8%CH4;甲烷传感器断电浓度≥1.2%CH4;复电浓度<0.8%CH4;断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
工作面:甲烷传感器报警浓度≥0.8%CH4;甲烷传感器断电浓度≥1.2%CH4;复电浓度<0.8%CH4;断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
工作面回风流中部:工作面回风流长度大于1000m时,必须在巷道中部增设甲烷传感器。报警浓度≥0.8%CH4,断电浓度≥0.8%CH4,复电浓度<0.8%CH4,断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
工作面回风流:报警浓度≥0.8%CH4,断电浓度≥0.8%CH4,复电浓度<0.8%CH4,断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
采煤机:甲烷传感器报警浓度≥1.0%CH4;甲烷传感器断电浓度≥1.5%CH4;复电浓度<1.0%CH4;断电范围:采煤机及工作面刮板输送机电源。
三、工作面巷道支护方式
1、工作面顺槽掘进临时支护
工作面顺槽采用不少于2排4根单体液压柱配2根长3米π型钢梁临时支护,π型钢梁沿巷道中线两侧架设,间距1.6m,并在π型钢梁上按永久支护排距搭设2根矿用12#工字钢梁进行临时支护,严禁空顶作业。
临时支护工序安排、技术标准要求及验收规定:
(1)掘进机掘进出一个支护循环后,停止工作面煤溜运行。作业人员站在永久钢棚下,用长柄工具处理干净顶帮的活矸(煤)并进行敲帮问顶,确认安全后,挂联顶网。顶网隔扣相联,顶网联好后,前移固定卡和π型钢梁,并及时按永久支护排距架设两根12#工字钢梁撑起顶网,工字钢梁上安设顶背板,接实顶板。在π型钢梁与永久支护钢梁第一架、第三架接触点前进行单体柱支护。单体柱必须垂直顶底板支设,接实顶板,与顶板未接实处用方形木块背实,并及时安装防倒装置。
固定卡内π型钢梁要固定牢固,固定卡固定在π型钢梁与永久支护钢梁第一架、第三架接触点处,固定卡变形或焊口开裂时,要及时更换。
(2)上前探梁时,不少于5人,1人观察顶板并协调指挥,2人起顶网和钢梁、2人穿前探梁。操作方法是:掘进出一个支护循环后,及时将前探梁前伸,其长度不得大于前探梁的1/2,然后紧固固定卡,并用单体柱支护;在前探梁上按永久支护棚距放置2根钢梁、背板接顶,并用木楔固紧;上梁护顶工作结束并出完煤后,按中线定位柱窝、挖柱窝,挂联帮网,把柱腿放到位,使梁腿搭接吻合,补齐两帮的背板,打紧所有的木楔。
(3)当顶板严重不平、巷道开口或其他原因无法使用前探梁时,必须使用带帽点柱进行临时支护;顶板破碎、煤帮松软时,根据现场情况采用带帽点柱配木梁等及时支护。
(4)顶煤破碎时,爆破后及时用木梁配合密排勾木板与顶板接实,确保支护有效,防止顶板下沉。根据实际缩小爆破循环进度,永久支护紧跟工作面掌头。
2、工作面顺槽掘进永久支护:
工作面顺槽采用矿用12#工字钢金属梯形棚支护方式作为永久支护,中心距为0.6米,用Φ20圆钢作联杆上下连锁相邻棚腿,并铺设12#金属菱形网。支护材料为矿用12#工字钢、拉杆、背板、木楔、金属菱形网等。
永久支护工序安排、技术标准要求及验收规定:
(1)梁与腿的结合必须紧密,亲口要严密,不准出现“后穷”、“错牙”现象,梁头与两帮必须背实,梁腿后超宽部分要填实,严禁空帮。
(2)棚中心距为0.6米,必须挖柱窝使棚腿支在实底上,柱窝深度不得小于5cm,压力大时采用加强支护。
(3)顶、帮均铺设12#金属网,棚梁两头必须留有余网与帮网搭接,两帮金属网接至底板。网片必须铺设平展、张紧有力,金属网间必须连接牢固,搭接10cm,环环相扣,一扣三扭,网片绑丝毛刺要统一朝向工作面迎头。
(4)所有钢棚支架必须垂直顶、底板支设,棚架迎山有力。支架架设要端正,钢梁、棚腿均成一面,保证工字钢棚接实顶、帮。
(5)工字钢棚拉杆必须上全,工字钢钢梁上冒落处必须用填木勾顶接实。
(6)钢梁端头与棚腿上部槽钢卡槽衔接处架设要平稳,棚腿叉角要符合要求。
(7)每架工字钢棚梁顶上6块背板,两帮必须各上3块背板,背板间距0.7m且成一直线。
顶背板为长80cm,厚2cm的木板,帮背板为长50cm,宽10cm,厚2cm的木板,充填材料为直径为≮10cm,长1m的道木。严禁使用不合格及变形、弯曲或焊口开裂的支架梁、腿。
3、工作面开切眼临时支护:
(1)临时支护形式
1)临时支护采用钢管前探梁。每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上,吊环中穿入长3.0m的钢管,前探梁上用木板梁维护,木板梁两端伸出前探梁不小于200mm。
2)前探梁及吊环规格
吊环是经过强度试验的专用吊环,其规格为:
前探梁:直径75.5mm,长3.0m以上的钢管。
吊环:特制法兰盘。
3)吊环的固定:
使用吊环时,直接拧在顶锚杆上。
(2)临时支护工艺、工序及要求:
1)掘进机割出一排锚杆进度后,使截割头落地,闭锁截割部电机断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关。非专职司机严禁操作掘进机。操作人员站在正式支护下,用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活矸,并进行敲帮问顶。确保无问题后,人员站在永久锚杆支护下,挂联一片顶网。顶网联好后,在紧靠煤头两排锚杆上好吊卡,施工人员及时顶起网,前移前探梁,并用前探梁托起一根钢带。前探梁上及时用木板梁维护顶板,按中线调整好钢带位置,板梁与前探梁用木楔背紧。穿前探梁时,必须有专人监护顶板及煤帮。顶板维护好后,撤出煤头所有人员,将掘进机退出煤头往外5m,闭锁截割部电机,断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关,由外向里架梁支护。
2)上前探梁时,不小于5人,1人观察顶板并协调指挥、2人顶起网、2人穿前探梁。
3)前探梁移到煤头后,在最后一个吊卡的上面用木楔与钢管背紧。
4)加强顶板管理,发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声,要立即停止作业,撤出工作面人员,待顶板稳定后,方可由外向里继续施工。
4、工作面开切眼永久支护
切眼永久支护为单体柱+7m木梁支护。
四、掘进通风
2、掘进工作面需风量计算
(1)按瓦斯涌出量计算:
Qhf=125×qhg×khg =125×1.18×2.4=354m3/min
式中:Qhf—掘进工作面需要风量,m3/min;
qhg—掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min;掘进工作面瓦斯涌出量1.18m3/min;
khg—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数;取2.0;
(2)按二氧化碳涌出量计算:
Q掘=67×Qco2×K;67×0.25×2.4=40.2m3/min;
式中:qhg—掘进工作面回风巷风流中平均二氧化碳涌出量,m3/min;,根据矿方提供矿井现掘进工作面,二氧化碳实际涌出量,取0.25m3/min;
khg—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值,取2.4;
67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
(3)按工作面同时工作的最多人数计算
Qhf≥4Nhf =4×34=136m3/min
式中:Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,人;根据矿方掘进工作面实际配备人数,按交接班时,取34人;
(4)按局部通风机吸风量验算
掘进工作面安装局部通风机地点巷道的需风量:
      
式中:Q扇—局部通风机最大吸风量,630m³/min。永安煤矿现有FBD№7.1/2×30KW型矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机,本次设计利用已有局部通风机,其吸风量为380~630m³/min。最小吸风量380m³/min大于上述计算的最大需风量354m³/min,符合要求。
Ii —掘进工作面需要的局部通风机台数,为2台,1用1备;
S—安装局部通风机地点至掘进巷道回风口间巷道断面,大巷断面为9.8m²。
则:Q掘=630×1+60×0.25×9.1=766.5(m3/min)
根据上述计算,掘进工作面局部通风机安装地点需风量应大于766.5m³/min。按瓦斯涌出量计算的需风量(354m³/min)为掘进面最大需风量,局部通风机风量范围为380-630m³/min。
(5)按风速验算
3106回风顺槽净断面为9.1m²,运输顺槽净断面为10.5m²。验算巷道风速分别为:
1)3106回风顺槽掘进工作面风量验算
a.验算最小风量

b.验算最大风量

式中:Shf—3106回风顺槽断面积,9.1m2。
136.5m³/min<Qaf=380-6300m³/min<2184m³/min
2)3106运输顺槽掘进工作面风量验算
a.验算最小风量

b.验算最大风量

式中:Shf—3106运输顺槽断面积,10.5m2。
157.5m³/min<Qaf=380-630m³/min<2520m³/min
3)3106切眼掘进工作面风量验算
a.验算最小风量

b.验算最大风量

式中:Shf—3106切眼净断面积,15.4m2。
231m³/min<Qaf=380-630m³/min<3696m³/min
以上计算出的3106工作面巷道掘进期间的风速均符合《煤矿安全规程》(2016)和有关文件规定。
五、掘进配电
3106工作面掘进时,掘进工作面配电采用1台KBSG-315kVA  6/0.69kV 矿用隔爆型移动变电站,以660V电压向掘进机、刮板机、胶带机等低压用电设备供电。掘进机选用QJZ-200/660V矿用隔爆型低压真空启动装置,其他设备选用QBZ型矿用隔爆型真空启动器供电。在掘进面设置双风机,主备风机能自动切换。在井下主变电所设两台KBSG-315/6  315kVA  6/0.69kV矿用隔爆型干式变压器作为顺槽掘进局部通风机的专用变压器,顺槽掘进局部通风机的主备电源均引自其局部通风机专用变压器的660V侧。电控装置选用QBZ-4×80/660型矿用隔爆型双电源真空组合开关,以实现双风机、双电源自动切换。相关电控装置、瓦斯传感器与井下安全监测监控系统配合实现风电、瓦斯电闭锁巷道掘进均采用单巷掘进,各掘进面均采用压入式通风。
第二节 回采工作面的回采工艺
一、采煤工艺
1、回采工艺为采煤机采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式,双向割煤,液压支架及时支护顶板。
工作面过上分层采空区时在回采工艺方面应采取以下措施:工作面过上分层采空区时首先要探明上分层采空区的积水、积气情况,把积水、积气排放完后再通过。回采时工作面要采用及时支护,防止工作面局部冒顶。应采用铺网或打密集支柱等方法加强工作面端头支护和30m范围超前支护,防止端头和30m超前支护范围内发生局部冒顶和漏顶。并且工作面要加强通风和瓦斯检测。
2、采煤机工作方式和进刀方式
采煤机的工作方式。由于采区内煤层赋存稳定,倾角较小,但煤帮容易片帮,所以采用采煤机单向割煤,追机作业;前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤;在工作面端头斜切进刀,往返一刀;采煤机过后先移架后推移刮板输送机。两工序分别滞后采煤机后滚筒3~9m和12~18m。
进刀方式。采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式。进刀深度0.60m。
进刀过程如下:
(1)当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处沿留有一段下部煤(见图a);
(2)调换滚位置,前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁,直至输送机直线段为止。然后将输送机移直(见图b);
(3)再调换两个滚筒上、下位置,重新返回割煤至输送机机头处(见图c);
(4)将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换上、下滚筒,返程正常割煤(见图d)。









3、回采工艺
(1)回采工艺流程
割煤(自机头)——清煤——移架——推前部输送机——放顶煤——拉后部输送机——割煤(自机尾)——清煤——移架——推前部输送机——放顶煤——拉后部输送机。
(2)落煤方式。工作面采用MG160/375-WD1型采煤机截割落煤,往返一次进一刀,进刀采用端头斜切割三角煤方式。放顶煤以矿山压力为主,辅以支架尾梁摆动。
4、装运煤。在采煤机截割煤的同时,利用滚筒螺旋齿片和弧型挡煤板自动将煤运输机;余煤由铲煤板随移溜铲入运输机;放顶煤时落煤自装;少量煤由人工铲子攉装到运输机内。
5、移架方式。移架采用滞后煤机后滚筒3-5架追机顺序移架,移架步距为600mm,追机移架速度赶不上煤机运行时,为了便于顶板的管理,以保证工作面的安全,必须停采煤机移架,移完架后再继续采煤。
6、移刮板输送机。移前部运输机应滞后煤机不小于10m,一般为12m左右,沿移架方向逐架顺序移动刮板运输机;拉后部运输机由工作面一端向另一端顺序拉。移运输机过程中弯曲段长度应不小于15m,移运输机步距保持0.6m,并做到一次到位,移好后要使运输机成一直线,其偏差不得超过±50mm,以保证输送机正常、稳定、高效的运转。
7、放顶煤。
(1)顶板初次来压垮落后开始放煤。
(2)工作面运转正常后,即可进行放顶煤作业,放顶煤前,先调整后部位置,使刮板输送机处于有利于放煤的工作状态,排头、排尾架不放顶煤。
(3)采煤机割一刀放一次顶煤,割煤与放煤平行作业。采取“一采一放”的作业方式。
(4)放顶煤由两人进行,多轮、等量、间隔放煤,放煤见矸(含矸不超过30%)关窗。遇大块煤不易放出时,反复伸缩插板,小幅度上下摆动尾梁,使底煤破碎后顺利放出。各放煤口及转载点设喷雾洒水装置。
(5)放完顶煤后,清理架间浮煤、浮矸,为割煤拉架作准备。
8、工作面运煤。工作面运煤方式,工作面倾角小,采下的煤由刮板输送机经转载机和可伸缩带式输送机把工作面采出的煤运到大巷胶带上。
二、工艺详细说明及要求
1、割煤:
随着采煤机螺旋滚筒不断旋转割煤(前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤),从而采煤机完成了割煤工序,采煤机滚筒直径1.6m,割煤高度2.0±0.1m,采煤时,应遵循以下规定:
(1)严格执行采煤机司机技术操作规程及岗位标准。
(2)严格控制采高在2.0±0.1m范围内,不准有飘刀挖底,超高现象发生。
(3)采煤机司机割煤时,必须精力集中,相互配合,严防割前梁,尤其在斜切进刀时,司机要时刻注意。
(4)机组司机在操作采煤机割煤时,应随时注意煤壁的软硬变化及机组的运行状态,若出现异常,立即摘开离合器,闭锁大溜,进行检查,处理后方可重新开机。
(5)割煤过程中,机组司机应随时注意煤壁片帮及顶板变化情况,如发现问题及时采取措施。
(6)机组在割煤过程中,司机一定要掌握好负荷与速度的关系,严禁开快车,应将机组的运行速度控制在2m/min范围内。
(7)机组在运行状态中,严禁机组司机搬运机身与电缆槽之间的炭块等物。在机组附近进行破炭工作时,必须切断机组电源,闭锁大溜,专人监护顶板,方可作业。
(8)严禁机组在无冷却水、喷雾不完好的情况下开机。
(9)机组割煤时,应注意机组履带的涨紧及拖拉情况,防止损坏电缆、水管事故的发生。
(10)机组司机随身携带便携式瓦斯报警仪,并随时注意机载瓦斯断电仪显示的浓度,当机组前后及机身20m范围内,瓦斯浓度超过0.8%,则立即停止采煤机,闭锁大溜,及时通知班长,待瓦斯浓度降至0.8%以下,确认无误后,方可开机。
(11)机组在斜切进刀时,机组司机必须放慢牵引速度,控制牵引速度在1m/min以内。
2、装煤:
(1)机组滚筒旋转时,煤体被截齿破落,并由螺旋叶片装入运输机,少量煤在推前溜时由铲煤板装入大溜中。
(2)后溜与支架底坐间的浮煤,在放煤结束后,拉后溜作业中,由后溜的铲煤板装入后部大溜中,为检查后溜的哑铃销,剩余的浮煤由检修班定期清理以便检查。
(3)支架与前溜之间的浮煤及支架间的浮煤,由清煤工人清入前部大溜中,其操作注意事项:
①清煤工必须等前部大溜推出去,支架停止动作以后开始清煤。
②清煤工作业时,必须随时注意煤壁及顶板情况,保证支架全部背紧煤壁,确认支护可靠下方可作业。
③清煤工必须面向机尾,随时注意大溜的运行状况,以防止大溜涌出大炭或其它物件伤人。
④清煤工作业时,与支架动作地点距离不少于10m,与采煤机的距离不少于20m。
3、运煤:
机组割下煤及支架放下的煤分别落入前、后运输机运至端头卸载汇入工作面转载机,进入顺槽皮带,再运入外部皮带直至地面。
4、移架:
本面使用ZF6600/17.5/28型放顶煤支架,采用跟机及时支护的方法管理顶板。跟机移架距机组后滚筒最远不超过5m,超过5m,应立即停机移架。如顶板破碎必须超前移架控制顶板或采用紧跟滚筒及时移架的方式,严防冒顶,移出的支架要符合以下规定:
(1)工作面支架前梁接顶严密。
(2)移出的支架要排成一条直线,其30米偏差不得超过±50mm,中心距1.25m,偏差不超过±100mm。
(3)支架顶梁与顶板平行支设,其最大仰俯角<7°。
(4)相邻支架间不得有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3),支架不挤,不咬,架间空隙不超过200mm。
(5)支架工在操作支架移架时,除注意顶板,煤壁状况外,还必须注意支架尾梁与后溜的相对位置,以免移架过程中,插板拌后溜刮板及链。
(6)移架时,必须保证后溜不随支架前移。
(7)移架前,必须检查后溜是否拉出,否则不予移架。
5、推前溜:
工作面每组支架都有带框架的倒装千斤顶,千斤顶活塞行程0.8m,推溜步距0.6m,移前溜时,滞后采煤机后滚筒进行,推移时必须将前溜移成一条直线,同时符合以下规定:
(1)大溜要移成一条直线,30米偏差不得超过±50mm。
(2)推前溜要从一端顺序作业方式,工作面必须有3—4组的支架推移顶同时动作来完成前溜的推移工作。
(3)弯曲段溜槽不少于12米,且弯曲段滞后机组不低于5米,以免顶坏滑靴。
(4)推前溜到位后,支架工将支架推移手把复零位,以免发生高压管崩破伤人或顶坏前溜的事故。
(5)若工作面坡度较大,或机头、机尾长度不合适时,采取单向顶溜或进行采斜调整机头(尾)伸入巷道内长度。
6、放煤:
根据工作面支护的特点及切眼支护情况,机组割完第1刀煤后,即支架的尾梁全部离开切眼顶板处,开始放煤。放煤在工作面移出架后由专职放煤工进行放煤,采用割放平行作业。
(1)放煤步距及放煤顺序:
本面采用多轮、等量、间隔放煤,一刀一放,放煤步距0.6m,放煤作业滞后移架作业15m。
(2)初次放顶煤:
工作面回采初期,顶煤比较完整,放煤因难,为提高初次放煤回收率及尽快达到放煤标准,采取以下措施:
①反复升降支架,迫使顶煤与直接顶离层,使顶煤破碎,从而通过后尾梁流入后溜中。
②在反复升降支架时,必须密切注意支架前梁上部顶板状况,升起架后,必须保证支架前梁接顶严密,初撑力达到要求,防止出现冒顶事故。
(3)正常放煤:
放煤操作:操作尾梁千斤顶,使尾梁收到适当位置,保证放出的煤流入后溜中,若大碳堵住,则可多次反复伸收尾梁使大碳破碎,放煤结束后,升起尾梁,伸出插板。
(4)放煤要求及注意事项:
①工作面移架后,后部大溜正常运转(投入高速后),方可进行放煤工作。
②放煤范围:端头端尾共4架过渡支架不放煤、遇空区不放,冒落区不放,遇空区,空巷附近一次放一架。
③工作面采用割放平行作业的工艺,放煤时,同时放煤的架数不得超过2架,间距不少于15m。
④放煤工放煤时,必须密切注意放煤口涌出煤流及矸石的状况,严防大块矸石入溜。
⑤放煤结束后,必须及时将插板伸出进行挡矸,以免大块矸石进入后溜,损坏后溜设备。
⑥放煤工进行伸出插板的作业,必须注意插板伸出的状况与后溜相对位置关系,严禁出现插板拌链的事故。
⑦放煤工操作时必须站在支架踏板上操作。
⑧严禁多段同时放煤,严禁留顶煤不放。
⑨放煤工见到放煤流中有矸石出现时,则及时升起尾梁,伸出插板,以保证煤质。
⑩后溜司机必须观察后溜煤量和电机负荷状况,防止压溜的事故发生。
(5)工作面初采期间,考虑皮带运距和运力,根据现场实际可采用割完煤后,再放煤的工艺,保证皮带正常运转。
7、拉后溜:拉后溜,由固定在支架底座侧面的拉后溜千斤顶与特殊联接装置的配合来完成拉后溜作业。
(1)拉后溜必须滞后放煤点15m后进行。
(2)拉后溜时,其弯曲过渡段不得小于12米,不能出现急弯。
(3)拉溜完毕,手把复零位,形成一条直线。
(4)严禁停机时进行拉后溜作业。
(5)其余执行推前溜的规定。
8、初采
放顶煤工作面回采之初,为了防止老顶突然来压对工作面造成威胁,开始只进行回采而不放顶煤,待工作面推进一段距离后再开始工作面全长第一次放煤,称为初次放煤距离。为缩短初次放煤距离,提高顶煤采出率,本次设计根据矿方已回采工作面实际资料,确定初次放煤距离为8m。后续工作面初次放煤距离根据工作面顶板条件的变化作适当调整。
三、劳动组织
1、作业方式
正规生产循环作业形式:采用“三八制”作业形式,两班生产,一班检修。
2、劳动组织
根据矿方实际人员配备情况,对井下三班进行劳动定员,详见表3-2-1劳动组织表。
表3-2-1       劳动组织表
    生产一班    生产二班    检修班    总计
工种    定员    定员    工种    定员    
跟班副队长    1    1    队长    1    
班组长    1    1    跟班副队长    1    
验收员    1    1    班组长    1    
端头支护工    5    5    验收员    3    
电缆看护工    1    1    端头支护工    8    
移架放煤工    2    2    采煤机司机    3    
检修工    1    1    支架检修工    3    
修架工    1    1    运输设备检修工    3    
设备工    3    3    绞车司机    1    
清巷工    1    1    设备工    1    
清煤工    2    2    清巷工    3    
采煤机司机    2    2    安全员    1    
安全员    1    1    瓦斯员    1    
瓦斯员    1    1    运料工    5    
跟班电工    1    1    跟班电工    1    
合计    24    24        36    84
四、作业循环
根据正规循环作业图表,确定日循环数为6个,生产班3个循环。

第三节 提高煤质和采出率的措施
一、工作面煤层冒放性分析
从煤层厚度、煤层赋存稳定性、开采深度(地压的大小)、直接顶的岩性、煤层物理机械性质与结构、辅助运输等方面分析确定了选用综采放顶煤采煤方法。
虽然放顶煤综采适应性强,产量高,有明显的经济效益,但任何一种采煤方法的应用都有其适用条件,离开了适用条件,其优点可能就不复存在。由于放顶煤主要是利用矿山压力破煤,因而对煤层的可放性及赋存条件有一定的要求。根据多年来我国综采放顶煤采煤工艺经验的积累,影响顶煤冒放性的自然因素主要有开采深度、煤层厚度和强度、煤层结构、煤岩体节理裂隙发育程度、顶板条件、地质构造、自然发火、瓦斯及水文地质条件等。下面对3号煤复采工作面的冒放性进行分析:
①开采深度
生产实践和理论计算都表明顶煤冒放性随着开采深度的增大而加强。开采深度与顶煤冒放性的关系可通过有限元计算的顶煤破坏系数寻找其规律。一般情况下,开采深度大于400m时,顶煤易于冒落。本井田3号煤层平均埋深250m,从开采深度看,顶煤冒放性中等。
②煤层强度
国内外大多数放顶煤综采工作面的实测资料统计表明,煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素。一般当煤层硬度f系数小于2、强度小于20Mpa时,顶煤冒放性较好。应当指出的是,煤层作为一个整体,其强度不仅与煤层抗压强度有关,同时也与煤层的节理和裂隙发育程度有关,一般煤体都存在不同程度的地质弱面和构造裂隙,节理裂隙发育的煤层,煤体的完整性较差,因而大大降低煤层的强度,顶煤在矿压的作用下易于破碎,节理裂隙越发育,顶煤的冒放性越好。而本矿3号煤层收到旧采采动影响,3号煤层遗留煤炭资源的节理裂隙比较发育,同时3号煤层的硬度系数小于1.2,煤质较软、较碎,对提高顶煤冒放性有一定的作用。
③煤层厚度
根据国内外综采放顶煤的实践经验,一般认为一次采出的煤层厚度以5~12m为宜。顶煤厚度太小,易发生超前冒顶,含矸率增大;顶煤厚度过大,破坏不充分,采出率降低。3106工作面3号煤平均煤厚为3.69m,采高2.0m,顶煤厚度平均为1.69m左右,采放比1:0.85。
④煤层结构
若煤层存在坚硬的夹矸,则会严重影响顶煤的冒放性。一方面夹矸在顶煤中形成“骨架”,使顶煤难以冒落;另一方面,即使顶煤垮落之后,夹矸形成大块,影响顶煤的流动性,堵塞放煤口。因此夹矸的存在对放顶煤是一种不利因素。本井田3号煤结构简单~复杂,含1~4层矸石,夹矸岩石强度相对较低,和煤层的强度基本相近,故对顶煤的冒放性不会产生较大的影响。
⑤顶板条件
影响煤层冒放性的煤层顶板包含直接顶和基本顶两部分。直接顶对顶煤的压裂无直接影响,但直接顶能够随采随冒并具有一定的厚度是综采放顶煤开采顶煤破碎冒落后能够顺利放出的基本条件,否则不利于顶煤的回收。因此,无论从矿压的角度还是从顶煤的放出率来考虑,都希望直接顶的最小厚度能够达到充满采出煤厚的空间。本矿井3号煤层直接顶板为粉砂岩、砂质泥岩或泥岩,伪顶为炭质泥岩或泥岩,强度低,对3号煤采用放顶煤十分有利。
根据本区煤层冒放性分析,设计认为3号煤层宜采用综采放顶煤,一次性采全高。顶板管理为全部垮落法。顶煤冒放性较好,有利于提高矿井的经济效益,保证复采工作面安全生产。
二、回采工作面大块煤和矸石的处理
严禁用爆破方法处理卡在放煤口的大块煤炭和矸石。发生大块煤炭和矸石卡住放煤口时,首先要用液压支架插板进行破碎,如果不行必须停止输送机运行,并进行闭锁,在液压支架掩护下人工用大锤破碎。
三、回采工作面初采开始放煤、收尾停止放煤的确定
(一)回采工作面初采工艺
1、作业范围:工作面切眼煤壁。
2、作业顺序:
(1)首先跟班队干、班长进入工作面,详细检查工作面煤壁及顶板支护状况。
(2)闭锁大溜、机组,机组摘开离合器。
(3)检修设备。
(4)准备试采。
(二)安全技术措施
1、跟班队干、班长进入现场,观察支架有无自落现象。若有自落现象,支架工在专人监护下处理自落支架,作业过程中严禁带压作业。
2、观察煤壁、顶板无异常时,闭锁大溜、机组,摘刀点动,确认摘刀后方可作业。
3、作业过程中,严禁人员随意动架。
(三)试采
1、各工种详细检查本段设备,确认无异常时,进入各自作业地点,准备试机。若有问题,必须先处理后作业。
2、各运转司机空开设备进行动态检查,无异常时,向跟班队干和班长汇报,在确认无异常情况下,由班长发出开机信号。
3、机组斜切进刀时,把机组前面的溜,逐渐顶出,形成一个斜口,防止机组进刀过快。牵引司机严格控制机组速度至1m/min,缓慢进刀,每割两架,滚筒落下,停机摘刀,闭锁大溜。逐渐进刀直至完全进刀。
4、严禁滚筒过高,防止割顶网。
5、机组司机每割两架后停止牵引,缓慢落下前滚筒,反向牵引,离开割煤区后,闭锁大溜机组,机组摘刀。
6、机组割透机头、尾时,严格按照第四章第二节的工艺进行。
(四)放煤
由于3106工作面中分层已开采,旧时开采的采动影响导致煤层裂隙较多,放煤相对容易,设计认为工作面顶板初次垮落后,即可开始放煤。
(五)收尾停止放煤的确定
当工作面推进距停采线15m时,停止放煤,铺设双网,布置通道为撤面搬家创造条件。
工作面收尾工序为2部:
第一部:割煤→铺带半圆木双网,如此循环直至带半圆木双网进入老塘。
第二部:停止拉架→将支架与前溜的连接摘开→采煤机割煤扩通道→架设通道木棚子→清煤。
通道规格:2.4(宽)×2.6(高),采用帮锚杆+金属网支护,木梁一头穿在液压支架上,另一头用单体柱支撑。通道顶、帮均需铺网。
在顶板完整,巷道压力较小的情况下才可以使用采煤机割煤扩通道,且扩通道时,必须采取分段作业,一次分段作业通道成形不得超过6米,上一分段作业未全部完工之前,禁止下一分段作业,扩通道从机尾到机头依次分段作业,直至扩通。
如遇通道顶板破碎,巷道压力大时,严禁采用采煤机扩通道,届时,须人工打眼放炮将通道扩通。
四、回采工作面回采率计算
综采放顶煤工作面顶煤损失按其在采空区空间上的分布,可分为:端头煤炭损失、架间煤炭损失、初采煤炭损失、末采煤炭损失和其它煤炭损失。
1、端头煤炭损失
     (3-1)
式中 —端头煤炭损失,t;
—煤的容重,取1.45t/m³;
—存在端头煤炭损失的工作面推进长度,1115-15-10=1090m;
—工作面上下顺槽平均宽度,3.7m;
—工作面端头不放煤的支架数,4架;
—工作面放煤高度,1.69m;
—垮落顶煤放落角,70°。
由式(3-1)得工作面的端头损失为:

则Ndt=50996t
2、架间煤炭损失
综放支架之间存在脊背煤损失,可按式(3-2)估算。
            (3-2)
式中 —工作面架间煤炭损失,t;
     —存在架间煤炭损失的工作面走向长度,t;   
—工作面放顶煤的支架数,63架;
 —支架放煤口边缘间距,m;
—煤的容重,取t/m³。
综采放顶煤工作面液压支架采用插板式的放煤口,其边缘间距近似为0m,因此,工作面架间煤炭损失近似为0 t。
3、初采煤炭损失
        (3-3)
式中 —工作面的初采损失,t;
—顶煤初次垮落步距,10m;
—工作面长度,106m;
—工作面放顶煤的高度,1.69m;
—煤的容重,1.45t/m³;
计算得工作面的初采损失为:

4、同理可得末采煤炭损失为15×106×1.69×1.45=3896t;
5、其它煤炭损失
其它煤炭损失()包括放煤步距不合理损失和放煤工艺等损失,约占顶煤部分工业储量的4%左右,3106综放工作面的顶煤部分工业储量为273230t,因此其他煤炭损失()为10929t。
6、总煤炭损失(N)
             (3-4)
式中 —端头煤炭损失,t;
—工作面架间煤炭损失,t;
—工作面的初采损失,t;
—工作面的末采损失,t;
—工作面的其他煤炭损失,t。
计算可得,3106综采放顶煤工作面的总煤炭损失为:

7、工作面采出率
3106综采放顶煤工作面可推进面积118190m2,工业储量544198t(其中顶煤部分273230t);顶煤总损失量为68419t,顶煤损失率为25%,回收率为75%。
综放工作面的采出率可按式(3-5)算。
                (3-5)
式中 —综采放顶煤工作面的采出率,%;
—工作面采煤机割煤的回收率,%;
—工作面采煤机割煤的高度,m;
—工作面放顶煤的回收率,%;
—工作面放顶煤的高度,m。
计算得3106综采放顶煤工作面的采出率为:

根据计算,3106工作面采出率为86%。

第四节  工作面主要技术经济指标
工作面主要技术经济指标见表3-4-1。
序号    指标名称    单位    指标
1    工作面能力    万t/月    4.1
2    工作面长度    m    106
3    工作面推进长度    m    1115
4    煤层平均厚度    m    3.69
5    割煤高度    m    2.0
6    放顶煤厚度    m    1.69
7    夹石层层数    层    1-2
8    夹石层厚度    m    0.25
9    煤层倾角    ( °)    0-2
11    工作面设计可采储量    万t    54.42
12    工作面回采率    %    86
13    煤的视密度    t/m3    1.45
14    工作面瓦斯涌出量    m3/min    5.44
15    煤层爆炸危险性        无
16    煤的自燃倾向性        不易自燃
17    工作面日循环数    个    6
18    工作面日产量    t    1493
19    回采工效    t/工    17.77
表3-4-1 3106工作面主要技术经济指标表
第四章  放顶煤开采设计的安全技术措施
第一节  工作面顶板管理
一、工作面顶底板条件
井田内3号煤煤层顶板为粉砂岩、砂质泥岩或泥岩。
影响煤层冒放性的煤层顶板包含直接顶和老顶两部分,直接顶对顶煤压裂无直接影响,但直接顶能够随采随冒并具有一定的厚度是综放开采顶煤破碎冒落后顺利放出的基本条件,否则不利于顶煤回收。因此,无论从矿压角度还是从顶煤放出率来考虑,都希望直接顶的最小厚度能达到充满采出煤厚的空间。3号煤层直接顶板为泥岩,属软岩顶板,容易冒落,且厚度适中。经冒放性分析,3号煤层具有较好的冒放性。
根据该矿前期开采的矿压观测资料,预测该矿综放工作面周期来压步距为20-25m,两巷内矿压显现明显,影响剧烈的范围为距工作面10-15m。
二、工作面超前支护及端头支护
工作面长106m:安装63架ZF6600/17.5/28型放顶煤液压支架,另6架ZFG6600/20/32型过渡液压支架,分别安装在靠近两端头。支架中心距1.5m。
3106工作面上端头配1架ZT13200/20/32型端头支架和3架ZFG6600/20/32型过渡支架支护,下端头使用3架ZFG6600/20/32型过渡支架+对梁支护。
2、超前支护
1)支护材料及支护参数
设计结合矿方已开采工作面超前支护经验,工作面运输顺槽和回风顺槽超前支护距离30m,采用DZ31.5系列单体支柱配π型梁,每0.6米一架,工作面侧前15m必须保证一梁三柱支护,后15m不能保证一梁三柱的,至少应保证一梁两柱。
3)支护质量控制标准
(1)支柱走向一条线,直线30米偏差不超过±30mm。
(2)支柱应支到实底,垂直顶底板;单体液压支柱初撑力不小于11.5MPa。
(3)π型钢梁与顶板接实(或用木板枇垫实),并保持平直。
(4)所有单体液压支柱手把方向一致,三用阀方向与巷道平行。
(5)两巷的人行道高度超前以内不得低于1.8m,以外不低于2.0 m,行人道宽度运输顺槽不得小于0.8m,单体支柱活柱行程不得小于200mm。在两巷切顶排超前支护之间各支设关门点柱,支柱戴帽,柱距不大于0.5m,初撑力不低于11.5MPa。
(6)两巷单体支柱均穿ø320mm铁鞋支护,拴全防倒绳防倒。
3、工作面两端头支护
1)3106工作面上端头安设1架ZT13200/20/32型端头支架和3架ZFG6600/20/32型过渡支架,下端头安设3架ZFG6600/20/32型过渡支架。端头尾窜矸时,上下三组支架各铺设10#铁丝的金属菱形网防窜矸,菱形网采用12#串簧沿走向、倾向螺旋连接,串簧搭接不少于100mm。过渡液压支架再加上单体支柱和π型钢梁支护,能够满足工作面端头、端尾支护要求。
2)工作面两端头选用DZ31.5型单体支柱和四组4.5m长π型梁,一梁五柱,纵向布置,配合戴帽点柱支护,迈步0.6m。
3)运输顺槽超前支护采用DZ31.5型单体支柱配3.5m长π型梁,回风顺槽采用DZ31.5型单体支柱配3.0m长π型梁,均横向布置,每米一架,一梁三柱进行支护。
4)上、下端头不得出现空载的π钢梁、单体柱。端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。
5)两端头π型梁在过渡支架移置后前移。前移π型梁需跨运输机时,必须提前与运输司机联系好,停机断电后进行,且不少于4人配合施工,一人扶柱并注液,三人抬起π型钢梁前移至煤壁,并将π型梁花边卡在支柱柱爪上。
6)端头尾浮煤清理干净,符合质量标准要求。
三、工作面顶板管理具体要求
1、割煤时不留底煤,煤壁片帮宽时,要及时超前移架管理。严重时,必须在支架顶梁上挑大板进行管理,严防冒顶事故。
2、支架必须由专职人员按操作规程操作。严禁非专职人员盲目操作,以防操作不当造成冒顶事故。
3、支架工移架时严防插板绊后溜刮板。升架时,严禁升前柱、不升后柱,造成支架仰角过大,导致顶板受力状况改变,产生架前冒顶事故。要确保支架升平、升紧,接顶严密。
4、升架时,必须保证足够的送液时间。升紧后,及时将各手把复零。
5、生产中,机组司机与支架工要相互配合好,严禁空顶距离过长,顶板破碎时,要在前滚筒割煤后及时移架支护。
6、加强支架、泵站检修工作质量。班中出现破管、吹密封等现象时,要及时更换,确保液压系统完好和支架的支护有效。
7、仰采时,必须带压移架,支架到位后及时升紧支架,严防架前顶板开裂,发生冒顶事故。
8、放煤后要及时将后溜拖出,以便顶板不好时能及时移架管理顶板。
四、两顺槽及安全出口支护管理
3106工作面为复采工作面,根据采掘工程平面图,3106工作面回风顺槽据回风上山6m处需穿过废旧巷道,据回风上山43m处进入上分层采空区范围,据回风上山713m处需穿过废旧巷道,再向前掘进37m再次穿过废旧巷道,再向前掘进35m进入上分层采空区范围;运输顺槽据皮带下山102m处进入上分层采空区范围,据皮带下山804m处穿过废旧巷道,再向前34m再次穿过废旧巷道,再向前掘进41m进入上分层采空区范围。
在工作面顺槽穿过废旧巷道时应对废旧巷道内积水积气情况进行探测,并及时将废旧巷道两侧密闭,制定相关安全技术措施,保证安全。
该工作面顺槽大部分均位于中分层采空区范围内(中分层采空区为1986-1988年采空区,房柱式开采),掘进时应观察巷道支护情况,如出现顶板破碎难以支护时,应采取增加支护强度、或注浆等措施处理,并制定相关技术措施,保证顺槽成巷效果,确保安全生产。
(一)运输顺槽(端头管理):
3106工作面运输顺槽断面形状为梯形,采用工字钢棚支护。上净宽3.5m,下净宽4.0m,净高2.8m,净断面积10.5m2。其超前维护段采用液压点柱和3.5m长π型梁(一梁三柱)加强支护,同时在端头三角区靠转载机里帮架设一排带帽点柱切顶。
1、DZ31.5型单体柱主要技术参数:
单体柱额定工作阻力:250KN,支撑高度:2.3—3.1m,行程:0.8m。
2、单体柱的回撤
(1)里帮单体柱的回撤距离切眼不大于1.0m,外帮单体柱的回撤不得超过转载机机尾滚。
(2)回撤时,必须闭锁转载机、大溜,机组停机、摘刀后方可进行。
(3)回撤前必须对三角煤敲帮问顶,保证排头架有效支撑顶板,确认支护可靠后,在专人监护下方可进行,作业过程中,不得操作排头架。
3、端头支护工艺:
机组割煤一拉架一推溜一推移转载机一移带帽点柱。
(2)端头作业注意事项:
①在支设、回撤单体柱时必须停机闭锁转载机。
②端头回撤老塘侧单体柱时必须有专人监护顶板。
③在移排头架时,前后溜司机必须躲至安全地点并监护机头设备,以防损坏。
④在弯曲变形或断裂的π型梁及时架抬棚或打点柱加强支护。
⑤凡是使用的单体柱必须全部串联,严禁使用自落、不完好柱子,严禁单体柱超高使用。
⑥推拉前后溜机头时,必须注意后溜减速箱、电机与支架立柱之间的位置关系,以免损坏设备。
⑦端头超前维护段长度不少于30米。
4、推移转载机:
本工作面采用SZZ630/90型转载机,利用油缸牵引,前移转载机。
5、端头作业注意事项:
(1)若端头前后溜机头及前后溜机头中间龙门处确需打碳疏通煤流时,大溜司机必须将转载机、大溜、破碎机全部停止,并闭锁转载机,确认支护可靠下,方可让作业人员进行破碳,作业时,大溜司机不得兼做打碳工作。
(2)在前溜机头或龙门处破碳作业时,作业人员严禁站在转载机里,大溜中进行打碳,作业时,端头支架及排头架全部背牢煤壁。严禁其动作,并保证有效的支撑顶板。
(3)当机组割至机头10#架时,必须放慢牵引速度,确认端头里帮各项工作准备好后,方可慢速割透机头。
(4)若因为前后溜上窜下滑造成端头(尾)安全出口不达规定时,必须采取停转载机、大溜过人的方法,并及时编制措施,积极采取有效措施使安全出口达到规定宽度。
(5)待机组割透机头时,大溜司机必须躲至安全地点进行远距离操作,以防滚筒挖底时甩出碳块及其它物件伤人,并在此项作业时,严禁机头外帮有人。
(二)回风顺槽(端尾)管理:
3106工作面回风顺槽断面形状为梯形,采用工字钢棚支护。上净宽3.0m,下净宽3.5m,净高2.8m。净断面积9.1m2。其超前支护采用π型梁配合单体柱联合支护,其支护长度不少于20m。
1、DZ31.5型单体柱主要技术参数:
单体柱额定工作阻力:250KN,支撑高度:2.3—3.1m,行程:0.8m。
2、采用π型梁配合单体柱联合支护:其超前维护段采用液压点柱和π型梁(一梁三柱)加强支护,排距1米。
作业注意事项:
(1)利用单体柱斜撑梁时,则下端必须使用防滑底座,其上端柱牙必须紧扣住中梁牙边,以免滑柱伤人。
(2)作业人员站在单体柱侧方,保持退路畅通,严禁使用自落或其它不完好的柱子,严禁作业人员站在单体柱的前方。
(3)在π型梁下升紧单体柱时,左右及后边的单体柱必须有可靠的防倒措施,及时将单体柱串联牢固,保证其支护可靠。
(4)π型梁下的单体柱必须打在指定位置,保证铰接梁柱牙紧扣处的牙边,以免脱口。
2、π型梁的回收
(1)随着工作面的推进,在π型梁进入排尾支架前梁前,必须回收π型梁。
(2)注意事项:
①在收回π型梁处于悬空状态前,人员一定躲到安全地点。
②在回收π型梁时,必须保证排尾架处于有效的支撑状态,并且注意机尾三角煤的状况,必须采取先支后回,严格按顺序操作。
③人工抬π型梁时,必须将其托牢,以免突然掉下伤人。
④π型梁的回撤必须待机组距机尾30—40m时方可进行,严禁多回或提前回撤。
⑤π型梁作业时,人员不得少于二人。
3、移排尾支架:本工作面用一架ZT13200/20/32型端头支架和3架ZFG6600/20/32型过渡支架做为排尾架,移端尾架的顺序为:拉第三架—拉第二架—拉第一架。
(1)移排尾架在机尾被顶出后进行。
(2)首先拉第三支架,先把第一、二架打在顶的位置,然后将第三组架前后柱缓慢落下,将第三架拉出,到位后,必须迅速升紧支架背帮。
(3)拉第二架时,把第一、三架打在顶的位置,然后用以上方法将第二架拉出。
(4)注意事项:
①拉架时,必须保证相邻架全部升紧,并保证支撑可靠,方可移架。
②由于排尾架重量、体积较大,则移架前必须将影响移架的浮煤全部清净。
③拉架过程中,作业人员必须躲至安全地点,保证少降快移,移出架后,迅速将支架升起,严禁空顶。
④拉架过程中,严禁任何人从端尾段通行。拉架后必须保证后溜机尾处于规定的位置,否则用拖拉千斤顶进行拽拉,保证后溜成一条直线。
4、其它安全注意事项:
(1)推移前溜机尾前,确需清理端尾里帮的浮煤,则必须确认三角煤支护可靠下,专人监护顶板、煤壁,用大钎将浮煤装入大溜中,作业人员严禁空顶、空帮作业。作业时严禁随意动作排尾支架。
(2)端尾安全出口净宽≥0.7m,高不低于1.8m。
(3)为加强支护切眼煤壁往外打10根以上中柱。
(三)端头尾超前维护管理规定:
1、据《煤矿安全规程》的相关规定,采煤工作面所有安全出口与巷道衔接处20m范围内,必须加强支护,本次设计3106工作面两巷超前支护长度不低于20m。
2、根据现场压力显现情况和地质构造情况,可适当加大支护长度和支护密度。
3、两巷超前维护段内单体柱必须打设成直线且串联牢固。
4、单体柱必须打设在实底上且迎山有力。
5、对于两巷中出现的断梁折柱必须及时更换或加固。
6、单体柱必须保证足够的初撑力。
7、两巷超前维护浮煤、杂物必须清理干净,严禁堆放任何材料。
五、顶板支护安全技术措施
(一)工作面顶板管理
工作面采用及时支护的方式管理顶板,其管理方法及注意事项如下:
1、移架顺序:微降前、后柱,同时开始移架,支架到位后升起前后柱,手把要持续3—5秒再恢复零位,以保证其初撑力。
2、移架工作若滞后采煤机后滚筒超过5m,必须停机移架,待移架工作跟上之后,再继续割煤生产。
3、支架操作为本架快速操作,操作人员必须站在支架踏板上,移架时注意观察顶板煤壁状况,确认无危险时,方可移架。
4、支架工必须熟悉操作手把的位置,检修工段必须按照支架铭牌上所示位置进行接管,严禁随意倒管。
5、正常割煤时,梁端距煤壁不得大于0.34m,若因故停机或检修,机道上支架移到前滚筒之后,再把所有手把复零位。
6、如果有其它影响顶板管理的障碍物,应先做处理,之后方可作业。
7、若顶板破碎,可采取承压移架的方法移架,同时超前移架管理好煤壁。
8、两相邻架不得同时动作。
9、在正常生产过程中,支架工及端头(尾)工要调节排头(尾)架与正规架的缝隙,确保支架的严密,防止顶煤从缝隙中漏入工作面。
10、支架间隙大于200mm时,必须打一梁二柱大板棚在架间进行管理顶板。
11、液压支架在操作上要做到:快、准、灵、正、匀、严、净。液压系统要达到密封的要求,各控制阀要定期检查,严禁随意调整安全阀的压力或以堵头代替安全阀。
12、支架工移架时,必须注意支架龙门前沿与电缆的相对位置,以免挤伤电缆。
(二)初次放顶煤的安全技术措施
1、根据矿方放顶煤工作面开采经验,3号煤层放顶煤工作面顶煤和直接顶能够充分垮落,不需要采取强制放顶措施。
2、初次来压期间:
(1)加强工作面两巷超前维护及安全出口20m范围内的顶板管理,特别是距工作面10m范围内的顶板管理,必要时打密集点柱或加密棚子。
(2)加强工作面煤壁管理,能超前拉架的必须超前拉架。
3、周期来压期间:
(1)加强矿压观测,准确预测周期来压步距。
(2)加强两巷及工作面煤壁的管理。
(3)采取初次来压期间顶板管理方法。
(三)特殊情况下顶板管理
1、如果工作面顶板破碎或片帮严重,要超前移架。
2、要有冒顶预兆的情况下,先迅速移顶板较好处的支架,再移顶板不好处的支架。
3、顶板破碎严重时,在完好顶板下的支架梁上放顺向木梁护住周围的顶板,再移破碎顶板下的支架。
(四)当工作面初采时支架不能接顶时,防止顶溜退架措施
l、回采前,在支架前梁上打设木垛使支架前梁接顶,推进过程中顶梁通过木垛接顶后防止退架。每个木垛横跨2组支架,两木垛中心距为3m。
2、过切眼时,支架工拉架时不落前柱,并保证前梁时刻接顶,初撑力不得低于24Mpa,后柱升起高度低于前柱100mm。
4、机组割煤时顶溜工不顶溜,机组每向前割煤45m后,返刀扫煤并继续向前割煤时,采取“停泵一送顶溜手把一开泵”的方式进行顶溜,局部大溜直线不达标时,采取多人多架单向协调进行顶溜。
5、推过切眼后,按照正常操作标准进行移架,并保证前、后柱和前梁初撑力达到24Mpa。
(五)处理片帮宽、架前冒顶、漏顶安全技术措施
1、工作面出现煤壁片帮等现象时,要及时超前移架或用支架小梁挑半圆管理顶板,控制漏顶、冒顶事故的发生。支架间隙超过200mm时,要用单体柱架大板或道木抬棚管理空顶区。
2、冒顶后要及时闭锁大溜,防止压溜。
3、待顶板稳定后,由跟班队干、班组长及有经验的老工人严格执行敲帮问顶制度,确认无危险后方可作业。首先清理好退路,保证退路畅通,然后用半圆木、刹杆等进行绞顶。
4、当工作面因片帮导致支架小梁上方空顶超过600mm高时,要在支架小梁上垂直煤壁上两块大板,在大板上打木垛管理漏空区,要用垫板、刹杆保证木垛接顶严密。
5、作业时要设专人看护大溜闭锁、支架手把,监护顶板状况。
6、作业过程中发现异常要及时撤离。
7、处理冒顶过程要快速谨慎,先外后内,确保安全。
8、当工作面地质条件发生变化时,需要变更支护情况时,要立即上报生产科并补充变更措施。
(六)工作面防止大溜上串下滑的措施
1、在回采过程中,必须严格控制大溜及排头(尾)架在巷道中的位置,确保安全出口达标。
2、在正常回采前,必须在风、运巷找好基准点,随时测量大溜机头(尾)的长短,根据测量结果通过单向顶拉溜的方式进行调整。
(七)工作面末采安全措施
l、工作面接近停采线15m时,全面检查支架损坏的零件及时更换,确保支架有效支护顶板,然后开始铺设双层金属网和半圆木,连网时,搭接长度100mm,14#帮丝双丝双扣隔孔相连,半圆木径不小于180mm,半圆木和网用帮丝连好。
2、第一道半圆木在上网前进行,牵引顶网,第二道半圆木与第一道半圆木相距2m,其余半圆木间距1000mm,半圆木与网连接每300mm一道。
3、铺网和半圆木前,拉开隔离,摘开离合,闭锁煤溜,先进行敲帮问顶,确认无危险后,方可进入煤帮进行铺网上半圆木,随时注意煤帮情况,上网期间采煤机割煤高度2.0m,防止割破网。
4、待第一道半圆木到支架尾部底板后停止放顶煤,工作面推至距停采线2m时停止移架,采煤机开始割煤帮。
5、采煤机割顶帮时,要保证净高2.6m,运架通道净宽2.4m,扩帮时用设抬棚的方法支护顶板,抬棚用厚200mm,长3000mm的木料,一端搭在液压支架前梁上,另一端用木头支柱做腿,到停采线后用网封住煤帮,人员到煤帮架棚时必须闭锁前溜,切断采煤机电源,并认真执行敲帮问顶制度。
6、在顶板完整,巷道压力较小的情况下才可以使用采煤机割煤扩通道,且扩通道时,必须采取分段作业,一次分段作业通道成形不得超过6米,上一分段作业未全部完工之前,禁止下一分段作业,扩通道从机尾到机头依次分段作业,直至扩通。
7、如遇通道顶板破碎,巷道压力大时,严禁采用采煤机扩通道,届时,须人工打眼放炮将通道扩通。
8、拆除工作面设备时,先撤出割煤机,然后撤后溜、前溜,最后撤液压支架。撤出设备时用导链、绞车往外拖拉。
9、支架拉出后的空间沿支架架设方向布设两排单体柱配木梁支护,柱距不大于500mm,排距不大于700mm,单体柱实行见四回一,距未撤架后保持三排支架,后边的及时撤柱放顶。
10、撤架时先停液压泵或关截止阀,再拆高压管,不准带压卸管。
11、回撤支架和单体柱时,要有专人指挥,专人监护,保持后路畅通。
12、收尾期间,必须有跟班瓦检员,认真检查风量和有害气体含量,一旦风量不足或瓦斯超限,要立即撤出人员,安装局扇风机进行处理,只有瓦斯和风量符合要求,满足需要时才可以恢复工作。
六、顶板悬空和顶煤处理安全技术措施
(一)顶板悬空处理
1、加强对工作面推进长度内顶板岩性的研究和冒落性评价,加强顶板管理,采取可靠措施保障安全正常生产。
2、在工作面放顶煤和移架操作中,必须注意观测顶板的冒落状态,一旦发现顶板冒落不好,有可能造成采空区顶板悬空时,应通过反复几次升降液压支架,使顶板在矿山压力作用下破碎,移架后冒落。
(二)顶煤处理
l、严禁在工作面上、下隅角爆破落煤和在工作面内采用炸药爆破地方处理顶煤、顶板。当工作面或工作面上、下隅角的顶煤、顶板不易冒落时,应通过反复几次升降液压支架,促使顶煤破碎冒落。
2、严禁用爆破方法处理卡在放煤口的大块煤炭和矸石。发生大块煤炭和矸石卡住放煤口时,首先要用液压支架插板进行破碎,如果不行必须停止输送机运行,在液压支架掩护下人工用大锤破碎。
3、放煤时,上下各组支架后面,严禁有人进入。
4、放煤时,放煤量必须掌握均匀,防止过载压输送机,防止运输过程中绊坏尾梁、千斤顶及管路。
5、放煤前要首先检查有关液压系统、管路是否正常,确认无问题后,方可进行放煤作业。
6、采放平行作业时,煤机后滚筒与放煤架间距不少于15m,放煤与移架距离不少于15m。
7、回摆尾梁时,必须收回插板,放煤结束必须升起尾梁,伸出插板,各操作手柄归零位。
8、拉后输送机时,架后不得有大煤堆、大煤块、大矸石块。
(三)其他安全技术措施
1、加强对放顶煤工作面的顶板压力的观测
工作面配备了矿山压力观测仪器、仪表。定期对工作面的顶板压力和工作面顺槽围岩进行观测,并对每次观测数据进行分析和归档留存。
工作面装备综采工作面放顶煤顶板动态监测监控系统,以适时对工作面顶板的动态监控,为工作面科学的安全管理提供指导。
综采放顶煤工作面设顶板管理安全员,对液压支架的压力进行观测,检查液压支架的工作阻力、初撑力是否达到要求,一旦发现问题及时向矿调度中心汇报,由矿调度中心下达相应的指令,进行处理。同时对工作面顺槽围岩进行观测,发现异常及时进行处理。
2、预防架前冒落、煤壁片帮冒落的措施
(1)采煤机割煤后,液压支架的前伸缩梁要及时伸出对架前新露顶煤进行及时支护,同时护帮板要及时打开支撑煤壁。
(2)在顶煤破碎时超前移架,液压支架必须带压擦顶移架,移架时少降多移。
七、矿压观测
矿压观测要有专职人员收集数据,并分析整理,用于指导生产。
为掌握巷道围岩及回采工作面矿压分布规律,设计配备了液压支柱测力计、顶板下沉速度报警仪等矿压观测仪器,建立矿压观测制度。观测方法从分析法、现场观测法,逐步过渡到模型试验法。
1、回采工作面
1)支架载荷利用矿用数字压力计和矿用压力数据采集器进行测试,在工作面均匀布置七个观测点,观测支架前、后柱阻力的变化,以观察支架初撑力、工作阻力。
2)统计观测
沿工作面倾斜方向每五架作为一个观测剖面,每天统计一次端面顶板的破碎及煤壁片帮情况,同时统计支架安全阀开启率和支架因顶板压力损坏的部件等。
2、顺槽
1)巷道围岩表面位移
在巷道中设置观测基点,用测尺测量底板和两帮的移近量, 每天观测一次,结合定时可测得移近速度,测点一般为30m左右一组。
2)超前支护单体支柱阻力观测
用单体支柱压力自记仪在超前支柱支设时开始观测支柱阻力的变化情况,每天换纸表一次,观测三个循环。
3、支护质量监测
1)由验收员按综放工作面支护质量与顶板动态监测纪录表的内容要求每班填写一次,当天报生产技术科,由生产技术科进行汇总整理,分析预报工作面顶板动态,处理后交矿领导签字,并及时反馈到采煤队指导生产。
监测内容:工作面包括支架阻力、煤壁片帮值、梁端距、采高及端面顶板冒落情况;两巷包括单体支柱初撑力、超前支护等。
每月由生产技术科不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次, 对存在问题,由采煤队限期整改。
4、观测进度
1)回采工作面
观测到老顶初次来压和六次周期来压。
2)顺槽
观测到工作面推进200m止。
3)支护质量监测
贯穿于工作面整个生产期间。运用顶板离层仪进行观测,间距30m,每周观测一次。
5、矿压观测要有专门的人员进行数据收集、分析、整理,矿压观测工作对观测人员的技术素质有较高的要求,要对观测人员进行技术培训,不断提高观测工作质量。
每年要提出观测计划,观测成果要上报部地市主管部门,观测资料要存档保管。
通过矿压观测,结合本矿实际情况,对开采的主采煤层顶板进行的分类,制定相应的顶板管理措施,根据需要对来压明显的二级以上顶板进行来压顶测预报,防止重大事故发生;要加强对上下安全出口、机道、放顶线等部位的观测及冒顶(片帮)事故的分析和防治工作。要将矿压观测工作写入作业规程中,成为矿长每日必审的重点工作。
第二节  通风管理
永安煤矿委托煤科集团沈阳研究院有限公司于2017年7月进行了3号煤层复采区矿井瓦斯涌出量预测,预测结果为矿井瓦斯含量最大值为6.80m3/t,其中回采工作面瓦斯涌出量为5.44m3/min,相对瓦斯涌出量为4.79m3/t。3号煤层掘进工作面最大瓦斯涌出量为1.18m3/min。矿井最大绝对瓦斯涌出量为13.16m3/min,最大相对瓦斯涌出量为10.42m3/t。3号煤层复采区开采时为高瓦斯矿井。
根据煤炭科学研究总院沈阳研究院于2010年9月编制了《沁和能源集团永安煤矿瓦斯抽采工程改造设计(60万吨/年)》,简称《抽采设计》,其内容中所述按照我国目前的技术水平,瓦斯抽采率为30~35%,取30%进行计算,经抽采后,矿井回采工作面风排瓦斯涌出量为3.81m3/min;掘进工作面不抽采瓦斯,瓦斯涌出量为1.18 m3/min。
山西煤矿设备安全技术检测中心2019年6月对永安煤矿3号煤层进行了鉴定,结论为本煤层煤尘无爆炸危险性,自燃倾向性为不易自燃。
该矿属地温正常区,地压属正常区,对煤层开采不构成威胁。
工作面通风采用全负压U型独立通风。
一、3106工作面瓦斯涌出量计算
根据《抽采设计》,经抽采后,3106工作面瓦斯涌出量为3.81m3/min。掘进工作面不抽采瓦斯,瓦斯涌出量为1.18m3/min。
二、通风系统
1、通风线路
新鲜风流:地面新鲜风流→主斜井、副斜井、安全出口斜井→井底车场、材料平巷→皮带下山、材料下山→运输顺槽→工作面。
污浊风流:工作面→回风顺槽→回风上山→回风立井→地面。
2、工作面配风量计算
(1)根据回采工作面采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过0.8%为标准计算:
Q采=125·q回·k采通
式中k采通——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数,取1.5;
q回——工作面绝对瓦斯涌出量,3.81m3/min;
则Q采=125×3.81×1.5=714.38m3/min=11.91m3/s,
(2)按二氧化碳涌出量计算
根据矿方实测,工作面二氧化碳涌出量为0.327m3/min。
Q采=67×q采×K
Q采=67×0.327×1.2=26.3m³/min=0.44m/s
式中: Q采——采煤工作面需要风量,m³/s;
    67——采煤工作面回风流中二氧化碳浓度不应超过1.5%的换算系数;
q采——采煤工作面二氧化碳涌出量,m³/min;
K——工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数, K=1.2
(3)按气象条件计算
QCF=60×70%×VCF×Scf×Kch×Kcl
Q采=60×0.7×1.0×13.4×1.2×1.0=675.36m3/min=11.26m3/s;
式中VCF—采煤工作面的风速,取1.0m/s;
SCF—采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,13.4m2;
KCH—采煤工作面采高调整系数,;取1.2;
KCL—采煤工作面长度调整系数;取1.0;
70%—有效通风断面系数;
60—为单位换算产生的系数。
(4)按人数计算:
Q采=4×N
式中N──回采工作面同时工作的最多人数,N=60人。
Q采=4×60=240m3/min =4m3/s
根据以上计算,取最大值,则Q采=714.38m3/min=11.91m3/s,取12m3/s。
(5)按风速验算
回采工作面风量应满足:15×Sc≤Q采≤240×Sc
15×Sc=15×12.8×70%=134.4m3/min=2.24m3/s
240×Sc=240×14×70%=2352m3/min=39.2m3/s
Q采=12m3/s,符合风速要求。
故Q采=12m3/s
3、风速合理性分析
回采工作面通风断面13.4m2,运输顺槽净断面为10.5m2,、回风顺槽断面为9.1m2,回采工作面配风量12m3/s,回采工作面风速0.9m/s,运输风速为1.14m/s,回风顺槽风速为1.32m/s,《煤矿安全规程》规定采煤工作面风速0.25—4m/s,工作面风速符合规定。
4、工作面通风管理
(1)确保工作面风量不少于12m3/s。
(2)加强通风管理,严禁损坏通风设施,严禁将巷道风门同时打开或一道风门长久畅开,风门前后5m,严禁堆放任何物料。
(3)回风顺槽堆放的物料;严禁影响通风。
(4)回风顺槽的测风板及瓦斯填报牌不得损坏和丢失。
(5)运输顺槽绕道风门的调节孔不得随意关闭和堵塞。
5、工作面回风巷的通风管理
(1)工作面(含上隅角)风流中瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止作业,撤出人员,切断电源,报通风调度和生产调度处理。
(2)工作面回风顺槽风流中瓦斯达到0.8%或C02浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,汇报调度处理。
(3)工作面风流中的C02浓度达到1.5%时,必须停止运转,撤出人员,查明原因,制订措施,报矿总工程师批准,处理后方可恢复生产。
(4)电器设备附近20m以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)工作面以内体积大于0.5m3的局部空间积聚瓦斯浓度达到2%时,附近20m内必须停止作业,撤出人员,切断电源进行处理。
三、减少工作面采空区漏风措施
为了减少工作面采空区漏风,工作面应采用及时放顶,尽量使顶板充分垮落。
四、保证工作面风流稳定可靠的措施
为了保证工作面风流稳定,应采取以下措施:工作面支架应整齐平直,巷道应平整、巷道内避免堆积杂物。
五、工作面的监测监控
本矿井采用KJ83N型矿用安全生产监控系统,对井下生产环境以及各主要生产设备运行状态进行实时数据采集、传输、显示、记录,使有关人员能够及时、准确、全面地了解井下生产环境状况,达到对各类灾害的早期预测,一旦发现有瓦斯超限立刻进行声光报警,并进行风、电、瓦斯闭锁,防止事故的发生。
1、该矿在井下复采区变电所设置分站一台,该分站本身能独立工作,具有风电、瓦斯电闭锁功能。在回采工作面设置甲烷传感器(1个),尽量在靠近工作面的回风巷设置(小于等于10m);在回采工作面设置粉尘传感器(1个),在靠近工作面的回风巷设置(≤15m)在回采工作面上隅角设置甲烷传感器(1个)距切顶线1m;甲烷传感器布置在巷道的上方,并不影响人、车通行,安装维护方便。甲烷传感器垂直悬挂,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷道侧壁不得小于200mm;在回采工作面的回风流中设有甲烷传感器(1个)、温度传感器(1个)(距顺槽口10m~15m);在回风巷中部增设甲烷传感器(1个)。在采煤机设置甲烷传感器(1个),并实现瓦斯电闭锁。
对工作面瓦斯、一氧化碳、工作面温度进行监测,当瓦斯超限时,报警并切断相应范围内的设备电源。
2、风门传感器设置
在回采工作面回风顺槽与材料下山之间的风门上设有2个风门传感器。
第三节  瓦斯防治
永安煤矿委托煤科集团沈阳研究院有限公司于2017年7月进行了3号煤层复采区矿井瓦斯涌出量预测,预测结果为矿井瓦斯含量最大值为6.80m3/t,其中回采工作面瓦斯涌出量为5.44m3/min,相对瓦斯涌出量为4.79m3/t。3号煤层掘进工作面最大瓦斯涌出量为1.18m3/min。矿井最大绝对瓦斯涌出量为13.16m3/min,最大相对瓦斯涌出量为10.42m3/t。故3号煤层复采区开采时为高瓦斯矿井。
复采时,对复采工作面进行瓦斯抽采,瓦斯抽采叙述见下节。
一、瓦斯防治措施
1、工作面上、下隅角的瓦斯管理
为有效控制综放工作面上隅角瓦斯超限,针对综放工作面在遇到特殊地质构造或者周期来压时,专门制定了以下安全技术措施:
1)随着工作面的推进,在工作面上隅角埋管进行半封闭式抽采,让地面永久抽采泵产生的负压,使采空区气体向抽采管路流动,将采空区瓦斯抽出,以此解决工作面上隅角瓦斯超限问题。
2)综放队要绝对控制好工作面前端头的控顶距不超规程规定。
3)加强工作面的工程质量管理,确保工作面达到“三直一平两畅通”,工作面的采高符合规程要求。
4)生产过程中控制好机组运行速度和拉架速度。
5)综放队各班组之间协调配合,统筹兼顾,每班注意保证支架前探梁贴紧煤壁。
6)通风科随时安排人员到综放面测风,掌握工作面风量变化情况,及时调风。
7)综放队生产全过程加强现场管理,瓦斯员和安全员加强现场监督。
2、防止工作面采空区瓦斯积聚措施
1)合理通风,保证风量和风速。
2)合理布置采区,降低采区通风负压,减少采空区瓦斯涌出量。
3)矿井必须建立完善的瓦斯检测制度,回采工作面每班至少应检测3次,所有采掘工作面、硐室、使用中的机电设备的设置地点、有人员作业的地点都应当纳入检查的范围。
4)采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯,特别是回采工作面上隅角等地点,应加强检测与处理。如回采工作面上隅角发现瓦斯超限,要及时采取调整风量和抽采系统进行处理,在发生局部地点瓦斯超限时可在进、回风顺槽张挂风帘加强局部通风等措施进行冲淡,使之达到规定要求。冒落空洞等处必须以不燃性材料充填密实,防止瓦斯聚积。
5)禁止采用压入式局部通风方式处理上隅角瓦斯。
防止生产过程中瓦斯浓度超限:通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法,矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断,使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》要求,禁止采用局部通风机通风方式稀释瓦斯,处理瓦斯积聚。
矿井必须建立完善的瓦斯检查制度,所回采工作面每班至少应检测3次。采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯,特别是回采工作面上隅角等地点,应加强检测与处理,不用的巷道及时封闭。
二、工作面的瓦斯监测监控
回采工作面传感器的设置详见第六章第五节内容。
第四节  瓦斯抽采
一、瓦斯抽采方法
煤炭科学研究总院沈阳研究院于2010年9月编制了《沁和能源集团永安煤矿瓦斯抽采工程改造设计(60万吨/年)》,简称《抽采设计》,山西省煤炭工业厅以晋煤瓦发【2010】1281号文对该设计予以批复,晋城市煤炭工业局以晋市煤局安字【2010】732号对该矿瓦斯抽放改造工程进行了验收。
永安煤矿现开采西南角的实体煤,采用的抽采方法主要为本煤层预抽及采空区抽采瓦斯和封闭巷道抽采瓦斯。
永安煤矿复采时,由于煤体破碎,复采区域内存有上分层和中分层开采区,故采用本煤层预抽及采空区抽采瓦斯和封闭巷道抽采瓦斯的方法不切合矿井实际生产情况。
矿井复采时,利用现有的瓦斯抽采系统,采用上隅角埋管半封闭式抽采方法,能满足矿井瓦斯抽采的需要。
二、工作面瓦斯抽采
结合矿井实际情况及矿井现有系统,该矿现有高低负压抽采系统各一套,其中低负压CBF—380泵系统在回风大巷及采区回风巷中安设有φ325mm螺旋焊缝钢管抽采管路,在工作面回风顺槽内布置有φ325mm螺旋焊缝钢管和φ300mm螺纹软管。
本次设计在回采工作面回风顺槽布置瓦斯抽采管路,利用低负压CBF—380泵系统抽采回采工作面上隅角瓦斯,根据《抽采设计》所述,预计瓦斯抽采量为工作面瓦斯涌出量的30%,抽采瓦斯量为5.44×30%=1.63m3/min,抽采后回采工作面瓦斯涌出量为5.44-1.63=3.81m3/min。
根据瓦斯预测结果,掘进工作面瓦斯涌出量为1.18m3/min,根据相关规程、规范要求,掘进工作面无需进行抽采。
本工作面设计利用永安煤矿现有回风立井风井场地内的瓦斯抽采系统。
地面低负压CBF—380泵抽采系统(上隅角瓦斯抽采系统)管路布置路线:
瓦斯泵站→回风立井→总回风巷→回风上山→3106回采工作面回风顺槽。
第五节  粉尘防治
一、煤尘爆炸性
山西煤矿设备安全技术检测中心2019年6月对该矿3号煤层作了煤尘爆炸性鉴定,其结果为:该煤层煤尘无爆炸性。
该矿井下3号煤层为厚煤层,掘进绝大部分为煤巷,少量为岩巷,在岩石中掘进时会产生大量的岩尘,其主要成分为SiO2。岩尘与煤尘一样,都会污染环境,给作业工人带来一定的身体危害,长期吸入,还会引起尘肺病,因此应对其引起足够的重视,并采取相应措施,加以防范。井下主要产尘点有采掘工作面、运煤系统转载点等;地面生产系统主要产尘点有煤的转载、运输过程中产生的煤尘。
二、工作面供水系统
1、水源
井下消防洒水水源为处理后的矿井水。开采3号煤层矿井正常涌水量为363m3/d,最大涌水量为1090m3/d。矿井水处理站规模为1440m3/d,矿井涌水经混凝、沉淀、过滤、消毒处理后,提升至工业场地V=200m3的井下消防洒水池,水质符合井下消防洒水水质标准,再静压供给井下各用水点,备用水池容积V=200m3。
2、管路布置
井下消防洒水系统采用枝状管网系统,管路由主斜井、安全出口井敷设至井下,沿大巷成枝状布置。现有管路敷设情况如下:矿井主要大巷管道采用DN108×4.5mm无缝钢管,工作面支管采用DN60×3.5mm无缝钢管。
3106工作面运输顺槽与皮带下山相连,皮带下山大巷内现有消防洒水管路通过三通接入3106工作面运输顺槽;3106工作面回风顺槽与皮带下山、材料下山大巷和回风上山大巷相连,材料下山大巷和回风上山大巷内现有消防洒水管路通过三通接入3106工作面回风顺槽。管路管径如下3106运输顺槽、3106回风顺槽管道采用DN60×3.5mm无缝钢管。管材采用无缝钢管,通过快速接头连接,管道敷设用扁铁管卡架设在巷道侧壁上。
三、工作面防尘措施
1、采煤机内、外喷雾由两路φ25mm的高压胶管从运输顺槽主干管路供水,外喷雾压力不低于4MPa,内喷雾压力不低于2MPa。喷雾泵布置在运输顺槽开关车附近靠工作面的一端,随开关车一起启动。如果内喷雾装置不能正常喷雾,外喷雾压力不得小于8MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。
2、每组普通架配备一组自动架间喷雾和放煤喷雾,随移架、放煤作业自动开启。液压支架的喷雾系统,安设向相邻支架之间进行喷雾的喷嘴;喷雾压力均不得小于1.5MPa。
3、各转载点各安设一套喷雾灭尘装置,由各转载点司机负责见煤开启,停机停水。
4、在工作面运输、回风顺槽,均敷设有井下消防洒水管道,并每隔50m设支管三通和阀门,设置三通阀门的作用有二,其一作消防用,其二作冲洗巷道用。
5、运输、回风顺槽距工作面切眼50m范围内安设两组风流净化水幕。水幕架平行顶板安设,喷嘴迎风流45º,确保雾化水幕能覆盖巷道全断面。水幕见煤即开,无煤即停,水幕阀门设在行人侧,保证正常使用,阀门完好、灵敏可靠。
6、工作面运输、回风顺槽要求班班冲洗煤尘。冲洗后如实填写洒水记录;电气设备上的煤尘要求每班由电气(维护)工清扫干净,保证两巷、工作面和设备上无煤尘堆积。下一班验收员接班时统一验收,发现冲洗不彻底的地方,立即安排专人重新冲洗。
7、作业人员要搞好个体防尘工作。
四、粉尘监测及个体防护设备
1、粉尘检测
煤矿企业必须按国家规定对生产性粉尘进行监测,并遵守下列规定。
1)总粉尘
(1)作业场所的粉尘浓度,井下每月测定2次;
(2)粉尘分散度,每6个月测定1次。
2)呼吸性粉尘
(1)工班个体呼吸性粉尘监测,采、掘工作面每3个月测定1次。每个采样工种分2个班次连续采样,1个班次内至少采集2个有效样品,先后采集的有效样品不得少于4个。
(2)定点呼吸性粉尘监测每月测定1次。
3)粉尘中游离SiO2含量,每6个月测定1次,在变更工作面时也必须测定1次;各接尘作业场所每次测定的有效样品数不得少于3个。
2、个体防护设备
个体防护是借助于防尘口罩、防尘面罩及防尘矿帽等装置,防止工人吸入呼吸性粉尘。
个体防护的主要工具是口罩,根据其效果选用普通过滤式防尘口罩。其数量与自救器相同。
五、煤层注水防尘
根据《煤矿安全规程》(2016版)之规定:井工煤矿采煤工作面应当采取煤层注水防尘措施,有下列情况之一的除外:
(一)围岩有严重吸水膨胀性质,注水后易造成顶板垮塌或底板变形:地质情况复杂、顶板破坏严重,注水后影响采煤安全的煤层。
(二)注水后影响采煤安全或者造成劳动条件恶化的薄煤层。
(三)原有自然水分或者防灭火灌浆后水分大于4%的煤层。
(四)孔隙率小于4%的煤层。
(五)煤层松软、破碎,打钻孔时易塌孔、难成孔的煤层。
(六)采用下行垮落法开采近距离煤层群或者分层开采厚煤层,上层或者上分层的采空区采取灌水防尘措施时的下一层或者下一分层。
根据3101回采工作面经验及3102掘进工作面观测,井田该处3号煤层煤体较为破碎,打孔时易塌孔,难成孔,因此,本次设计不对3106工作面进行煤层注水。但揭露3106工作面煤体后,应对3106工作面编制《煤层可注性鉴定报告》,再确定3106工作面是否可注水。
六、工作面及顺槽积尘的清洗
要及时清除工作面及顺槽的浮煤,并运出井外。
井下设有完善的消防洒水管网,对工作面及顺槽及时冲洗,并采用喷洒水的措施,以防止煤尘飞扬引起爆炸。
回采工作面及顺槽班班冲洗。
第六节  防灭火管理
一、开采煤层的煤的自燃倾向性
山西煤矿设备安全技术检测中心2019年6月对该矿3号煤层作了煤尘自燃性鉴定,其结果为:3号煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类,自燃倾向性为不易自燃煤层。
二、对采空区防灭火的分析
工作面必须保持正常推进,保证氧化带和窒息带正常前移,缩短采空区浮煤滞留氧化时间,减少自燃发火危险。
采空区漏风风流的存在是采空区遗煤自然发火的根本原因,而工作面风量与漏风量存在一定关系,因此,研究工作面风量对采空区风流分布的影响,也就找出了工作面风量与采空区遗煤自然发火的关系。
采空区内风流符合非线性渗流定律,利用有限元法插值求解,利用计算机编制解算程序,输入边界条件,改变风量模拟解算,结果表明,“三带”位置随风量变化而正比例关系变化,故如果月推进度小于自燃带距离,可能导致自燃。
综上所述,工作面采用“U”形通风方式,上行通风,工作面上隅角瓦斯浓度基本在0.5%以下,工作面风速适宜,排尘效果良好,在不采取其他措施的情况下基本杜绝了工作面一氧化碳超限的现象,减少了大量的人力物力。
三、采空区防灭火措施
(一)开采方面的措施
1、回采工作面采用后退式进行开采。
2、回采工作面沿大巷条带布置,减少煤柱损失;选择放顶煤开采工艺,工作面少留浮煤,提高资源回收率等措施,尽一切可能防止煤层自燃发火。
3、巷道掘进时,对巷道中发现有自燃倾向危险的区域的必须进行防火处理,并定期检查。
(二)通风方面的措施
1、回采工作面采用后退式开采,“U”型通风系统,对防止自燃发火有利。
2、采煤工作面回采结束后,及时构筑密闭墙,加强对采空区的密闭管理。
3、在工作面正常回采期间瓦斯不超限的前提下,尽适当减少工作面风量,以减少工作面上下端头压差,减少采空区漏风。
(三)其他防灭火措施
因3号煤层为不易自燃煤层,未设计其它防灭火措施。
四、工作面停采后的防灭火措施
采煤工作面回采完毕后45天内要进行永久性密闭,且必须加强封闭质量。
充分发挥安全装备及专业队伍作用,加强安全监测与防灭火专项检查力度,及早发现火灾隐患,及时采取措施进行处理。煤矿采用KJ83N安全监测系统,对全矿井下所有范围内的采煤工作面和煤巷掘进工作面,跟踪自动进行连续温度、CH4、CO监测,根据安全监测记录数据,及时分析发火征兆,及早采取措施查小组的定期专项检查,对可疑地点进行抽查与分析,及时发现问题,及时采取措施,及早消除发火隐患。
五、工作面消防洒水系统
消火栓系统设置:在回采工作面进、回风顺槽内设置消火栓;并每隔50m设置1组消火栓,并宜同时存放25m长的DN25mm消防水龙带1盘、同规格的灭火喉及消防卷盘与消火栓连接的专用连接管件等。
消火栓及水龙带设置应标志明显、使用方便、不会妨碍井下其它设备的工作;当有消防泵或电动消防切换阀且井下条件允许时,应在消火栓和存放水龙带地点附近设消防按钮;在胶带输送机机头处设自动喷水灭火装置和温度传感器。
洒水系统设置:在井下采掘工作面的采煤机、放顶煤工作面放煤口、破碎机等处以及运输系统中的刮板输送机、转载机等的转载点上均应设置喷雾防尘装置;采掘工作面的外喷雾采用由高压喷嘴构成的高压喷雾装置;在采煤工作面进回风顺槽靠近上下出口50m内设置两道风流净化水幕。
六、放顶煤工作面的火灾监测系统
1、煤层自燃火灾监测与早期预报是矿井火灾预防与处理的基础,是矿井防灭火的关键。只要能够准确、及时地对煤层自燃火灾进行早期预报,就能有的放矢地采取预防煤层自燃火灾的措施,从而避免自燃事故的发生。对于煤层火灾的预测预报而言,采样监测技术是至关重要的。目前,3号煤层火灾的监测主要采用煤矿安全监控系统和人工检测三种手段。
安全监控系统可以连续监测CO、CO2、O2等环境参数,根据这些环境参数的变化进行煤层火灾的预报。
人工检测一直作为煤层火灾的主要监测手段,人工气体监测主要采用O2、CO、CH4等便携式气体分析仪,由人工直接在各测点进行气体检测,并定期采用气袋取气样,送地面进行气相色谱分析,给出气体的成分和浓度,以此判断煤层发火程度。该法适用性强、投入设备少,简单易行,但人工取样工作量大,间隔时间长,不能连续实时进行检测。该矿3号煤层为不易自燃煤层,选择人工检测手段。
七、井下电气设备的防灭火措施
井下变电所6kV侧均选用PJG-6Y型矿用隔爆型高压真空配电装置。1140V侧均选用带选择性漏电保护的KBZ矿用隔爆型真空馈电开关。变压器均选用KBSG矿用隔爆型干式变压器,中性点不接地。其它配电点变配电及控制设备均为矿用隔爆型。运输巷道及机电设备硐室固定照明灯具选用矿用隔爆荧光灯。
井下配电网路均设有过流、短路保护装置。井下动力变压器、高压电机的高压控制设备均设有短路、过负荷、接地和欠压释放保护。井下变电所6kV出线回路均装设有选择性的单相接地保护装置,为移变馈电的高压开关装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置;低压馈出回路均装设有检漏保护装置或带选择性漏电保护的装置,能自动切断漏电的馈电线路。井下所有电机控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护及远程控制功能。
矿灯选用双光源矿灯,有“MA”标志,装设短路保护器,能够可靠的切断短路电流。
工作面搬迁或检修时断开为其配电的总开关,切断工作面所有电气设备的电源。井下不得带电检修和搬迁电气设备及电缆。搬迁或检修前,必须检查瓦斯浓度。
2、电缆防火措施
根据《煤矿安全规程》规定,电缆选用经检验合格的并取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆。非固定的高低压电缆,均选用符合MT818标准的铜芯橡套软电缆。
根据工作面、运输顺槽和回风顺槽的负荷统计结果及供配电电压等级,确定复采区变电所引至各矿用隔爆型移动变电站的电源电缆选用MYPTJ—6/10型煤矿用金属屏蔽监视型软电缆;采煤机电缆选用MCP-0.66/1.14kV型采煤机金属屏蔽监视型橡套软电缆;其余1140V电缆选用MYP-0.66/1.14煤矿用移动屏蔽橡套软电缆;照明电缆采用矿用不延燃型橡套电缆。电缆主芯线截面均根据负荷大小要求选择,并校验过设备的正常压降及起动压降。
电缆需要连接的地方均用隔爆接线盒连接,隔爆接线盒和电缆铠装层均可靠接地。橡套电缆的修补连接采用冷补方式。
随采煤机一同运行的电缆、水管必须保证绑扎牢固,电缆夹齐全完好。采煤机运行过程中,工作人员要随时查看电缆槽内是否有异物,电缆是否存在刮卡现象,如有必须立即进行处理。移架工要随时将电缆槽内的浮煤清净。
3、胶带输送机着火的防治措施及装置
井下带式输送机运输系统分别装备带式输送机电控装置,配置速度、温度、跑偏、烟雾、一氧化碳、张力下降、打滑、撕裂、堆煤等传感器和拉线急停闭锁装置、自动灭火洒水装置,完成对带式输送机的监测、控制、保护与报警等功能。
第七节  水害防治
根据山西省太行矿业工程技术有限公司2017年10月编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿防治水分区管理论证报告》,3106工作面位于防治水分区的可采区范围内。
该工作面均利用原有巷道,因此现已形成系统,若回采时地质及水文地质发生变化,要重新修改本设计。
一、3106工作面水文地质类型
根据永安煤矿3号煤层补充勘探报告,该矿现开采的3号煤层矿井水文地质类型为中等。工作面最大涌水量为1m³/h,正常涌水量为0.2m³/h。如果在采掘过程中,发现3106工作面涌水量与设计内容差异较大,必须及时联系设计单位修改相关内容。
1、顶板水:井田内对3号煤层开采有影响的顶板含水层为下石盒子组K8砂岩裂隙含水层及山西组3号煤层上覆岩体的砂岩裂隙水含水层。
3号煤层开采后产生导水裂隙,可直接沟通3号煤层上覆岩体以及下石盒子组底部砂岩(K8)裂隙含水层,使各含水层水通过裂缝带向矿井充水,为矿井充水的主要来源。据井下观测记录,3号煤层巷道和工作面顶板来水形式多呈滴水和淋水状态,易自然疏干。
根据调查,本矿3号煤层已形成大面积采空区,原开采上分层形成采空区,本次回采会形成越来越大或越来越高的采空区空洞,会逐渐破坏顶板地层的稳定性,井下液压支撑后移或撤离时,将形成大方量垮落体和增大导水裂隙带高度,开采层埋深较浅的区域可能影响到地表,形成地面塌陷及地裂缝,沟通浅层基岩风化带裂隙水、煤层顶板裂隙水涌入矿井,使采空区内积水量加大。但在井田内的沟谷中,遇雨季暴雨形成洪流时,通过隐藏的地裂缝使地表水对矿井充水或突水,会对矿井造成事故,因此矿井生产时应检查井田范围内地面塌陷或地裂缝的存在,如有发现要及时封闭与填埋,并标注在井上下对照图上,必须有所防范。
2、底板奥灰水
3106工作面部分区域位于非带压区,且3号煤最大突水系数为0.014MPa/m,小于突水临界值0.06MPa/m,为相对安全区。在正常情况下奥灰岩溶水对生产作业影响较小,但在正常回采过程中要加强对奥灰岩溶水观测,发现异常及时报告并采取措施。
二、充水因素分析
充水水源主要为大气降水、地表水、煤层上覆含水层水、奥陶系灰岩水和采空区积水。
1.大气降水及地表水
大气降水和地表水可通过表层岩土层的孔隙及裂隙对开采煤层上覆岩体进行水的补充,在矿井开采条件下,形成煤层顶板导水裂隙使地下水进入矿井,成为矿井充水的间接补给来源。矿井涌水量受大气降水的季节变化影响,具有明显的动态变化特征,一般在雨季过后20~30天矿井涌水量增大,延续时长30~60天最大值,之后趋于下降并稳定。下表中收集3年降水量与矿井涌水量,在每年的7月出现最大降水量,而在8、9月则出现矿井涌水量最大值,对矿井涌水量的影响较大。
2.顶板含水层水
井田内对3号煤层开采有影响的顶板含水层为下石盒子组K8砂岩裂隙含水层及山西组3号煤层上覆岩体的砂岩裂隙水含水层,3号煤层开采后产生导水裂隙,可直接沟通3号煤层上覆岩体以及下石盒子组底部砂岩(K8)裂隙含水层,使各含水层水通过裂缝带向矿井充水,为矿井充水的主要来源。据井下观测记录,3号煤层巷道和工作面顶板来水形式多呈滴水和淋水状态,易自然疏干。
3、矿井水害及防治
1、地表防治水措施
(1)矿区外围要修筑防洪渠、防洪堤,在汛期前要及时整修,清淤排水涵洞、排水渠,预测最大降水对矿区影响程度;及时检查疏竣井田沟谷障碍物,严禁沟谷内存在拦水坝、碎石堆,避免产生拥水或形成泥石流的物源,危及矿井安全,同时检查沟谷或山坡间地面下沉或地裂缝,如有发现要及时填埋,并准确记录存档。
(2)重点加强雨季三防工作,成立预防排险小组,建立健全组织,若出现暴雨或洪水时,及时巡查并撤出井下人员,必须制定相应的防洪措施并严格执行,防止地表水渗入到井下发生淹井事故。
(3)组织检修供电线路、避雷装置、机电设备,保证其畅通、完好、灵敏可靠。
(4)加强植被保护工作,减少水土流失。
(5)调度室必须坚持24小时值班,及时预知天气预报,天气异常时,立即汇报防汛领导小组,采取有效措施,预防事故发生。
2、采(古)空水防治措施
矿井在生产过程中,要做好老空水害的防治,避免事故的发生,必须采用“教育引导”与“严格管理”双重措施,具体措施如下:
(1)教育职工熟悉突水征兆,即牢记:煤层发潮、变软、色暗无光彩、挂汗、工作面气温降低,或出现雾气或有硫化氢(俗称臭鸡蛋味)气味等,这些都是可能出水的征兆。
(2)针对工作面可能存在的空区积水问题,在工作面进行采掘工作前,必须制定专项防治措施,对已经探明的积水区,采掘工程接近时,要事先划定警戒范围,并安排好应急水仓、排水设备等,制定好安全措施后、再进行探放,待彻底排空积水后,才允许掘进或回采。要严格执行“预测预报、有掘必探、有采必探、先探后掘、先探后采”的原则,坚持探放水制度。
本工作面水害来源主要为老空水,对老空水的探测与防治要严格按照《山西省煤矿老空水害防治工作规定》执行。
3、断层、陷落柱水防治措施
区内现未发现断层、陷落柱,但今后在生产过程中,也应进行超前钻探测,严格观察记录,教育职工及时掌握地质构造围岩特征与突水征兆。如发现断层等地质构造,应通过物探确定其位置,利用物探、钻探手段查明其富水性和导水性,对于导水、充水的地质构造应当留设防隔水煤柱,采用注浆、施工巷道密闭墙等综合防治措施。
4、顶板水防治措施
预计3106工作面顶板来水形式多呈滴水和淋水状态,易自然疏干。若生产时,顶板水不能自然疏干,对工作面生产产生影响时,应提前打钻,对顶板水进行疏干,确保工作面安全。
4、钻孔水防治措施
当巷道掘进或回采即将揭露钻孔时,矿上要提前发放水害通知单,要求编写有针对性的措施,施工探查钻孔,边探边掘(采),做好探放水工作,以确保不会因封闭不良钻孔而引起突水事故。
三、矿井涌水量
1、矿井及工作面涌水量
根据《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层残缺资源补充勘探地质报告》,复采区内未发现构造,预测矿井正常涌水量为15.13m3/h,最大涌水量为45.42m3/d。3106最大涌水量为1m³/h,正常涌水量为0.2m³/h,工作面涌水量较小。
2、开拓开釆时防治水措施
(1)、每年汛期前必须将井口周围的导水沟渠挖好疏通,并由专人负责。
(2)、必须经常检查井田地表是否存在导水裂隙或其它导水通道,发现裂隙及其它导水通道,应及时将其回填封实。
(3)、必须随时观察井下各种涌水现象,做好矿井水文地质工作。
(4)、必须经常了解相邻矿井开采情况,掌握其采空范围,涌(积)水情况、防止越界开采,造成巷道相互贯通,采空区积水涌入矿井,造成涌(突)水事故的发生;一旦发现煤壁发潮、有水锈等透水预兆,立即采取措施,严防突水及事故的发生。
(5)、井下开拓巷道尽量减少对煤层底板的破坏。
(6)、主水泵房通道内设置了密闭门,防止万一井下发生突水时不致危及主排水泵房。
(7)、对掘进工作面配备了探水钻机,遵循“预测预报、有掘必探,先探后掘、先治后采”的原则,尤其是采空区或构造附近掘进时,更应注意探放水,作到“有掘必探”。
(8)、井下配备了小水泵,用以排除巷道积水,确保良好的劳动环境。
(9)、采空区、井田边界均留设保安煤柱。
四、工作面防治水措施
1、工作面来水预警管理
回采时,验收员巡回检查工作面来水情况,发现来水增大或出现工作面及两巷和其它地点有挂红、挂汗、空气变冷,出现雾气,水叫、顶板淋水加大顶板来压,底板鼓起或裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等透水征兆时,立即汇报当班跟班队干和班组长以及值班队干,组织投入备用水泵组织排水工作。值班队干汇报至矿调度,由矿协调具体排水工作以及是否撤退;如果来水过大,当班跟班队干和班组长可现场立即组织人员按照水灾避灾路线撤退;班前会安排时,要加强员工防水意识,提高避险能力。在回采过程,要随时注意地质条件变化情况,遇断层、钻孔和无炭柱等地质构造时,要及时向矿调度室、生产部和有关科室汇报,并采取探放水措施,预防酿成突水事故。如果工作面突然来水量增大,必要时可利用两顺槽静压水管进行排水(提前改制好接头放置于工具房作为备用),以确保工作面安全生产。
2、工作面采(老)空区积水情况
3106工作面上方不存在老空水和钻孔水,但本工作面复采区域的上分层采空区为1986-1988年采空区,时间较长,因此在生产中仍需加强对上方采空区积水的探测和各排水点排水量的观测。
3、工作面导通采(老)空区积水的可能性分析
本工作面为复采工作面,该区域上分层有大量采空区及废旧巷道。
一定要坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则,及时排空采空区积水,严禁顶水作业,随着开采向下山延深,防止突水可能,今后防治水工作将作为矿井的重点灾害对象。
工作面推进过程中每班班组长负责对运输顺槽出水情况进行监控,发现顶板来压、煤帮有突水征兆时,马上向值班室和生产部汇报,由矿安排具体排、放水措施。
回采过程中,每班验收员必须巡回检查两巷来水情况,回风顺槽标高高于运输顺槽,特别是运输顺槽底板涌水变化情况,发现来水增大或出现透水征兆时,立即汇报当班跟班队干和班组长以及值班队干,投入备用水泵组织排水工作。如果有老空突水的可能性时必须提前请示矿领导及生产部科,制定相应防突水措施。加强日常培训工作,使每个上岗员工都熟悉避灾路线、灾害征兆等灾害预防的知识,提高员工避险、救险能力。
根据《矿井通风安全装备标准》,井下探放水选用ZDY-1200S型探水钻,数量共2台。能满足矿井探放水要求。
安装钻机探水前,必须遵守下列规定:
1、加强钻场附近的巷道支护,并在工作面迎头打好坚固的立柱和栏板。
2、清理巷道,挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时,必须配备与探放水量相适应的排水设备。
3、在打钻地点或附近安设专用电话。
4、测量和探放水人员必须亲临现场,依据设计,确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。
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,控制放水流量;放水时,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,必须及时处理,并立即报告矿调度室。
4、接近老空区巷道掘进安全技术措施
(1)探水巷道的掘进断面不宜过大,以缩小受压面积,独头巷道掘进受水威胁时,采取双巷施工的方式掘进,并及时用联络巷联穿,保证一条作为退路。
(2)上山方向的水害威胁未消除或正在探水时,下山以下的地点暂停作业,水害消除方可安排工作。
(3)探水巷道必须严格掌握巷道掘进方向,沿着探水孔的中心线掘进,以免造成超前距和帮距缩小而遭遇老空透水,如因地质变化偏离时,应进行补充钻探或采取其它措施进行放水。
(4)合理选择巷道掘进的爆破方法,在保持超前距和帮距时,采取多打眼、少装药、放小炮的方法,保证巷道煤体的稳定性。
(5)严格执行“三不装药”制度,即炮眼或掘进工作面有出水征兆不装药,超前距不够或偏离探水方向不装药,掘进工作面支架不牢或空顶距超过规定时不装药。
(6)老空放水后允许恢复掘进时,当掘进到离老空3—5m处应先打2—3个检查孔进行一次再检查,只有证实积水确已放净后方可揭露老空,揭露老空时,要先由小断面从放水钻孔上方与老空打透,透老空后加强对有毒有害气体,当发现有害气体浓度超标时,必须立即采取措施进行处理。
(7)在受水威胁地区施工的所有人员,都必须熟悉避灾路线,出现透水时所有人员必须按避灾路线立即撤离,不得在井下滞留。
(8)掘进中各班班长必须在掘进工作面交接班,剩余允许掘进距离必须交接清楚,严禁超掘。
(9)全体从业人员必须掌握突水预兆,当采掘工作面或其它地点发现有挂红、出汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有嗅味等突水预兆时,必须停止作业,采取措施,立即报告矿调度室,发出警报,撤出所有受水威胁地点的人员。
(10)与矿井贯穿的原有老窑要封闭严实,若不能封闭严实,要在原老窑井口修筑拦水坝,并开挖引水道,将能流经老窑的水流引离。
五、工作面排水方案
3106工作面排水系统:
该工作面整体外高里底,涌水不能自流出工作面,设计在工作面运输顺槽及回风顺槽低洼处施工临时水仓并设置小型排水泵,排水路线为:3106工作面运输顺槽及回风顺槽水仓→皮带下山→主水仓→主斜井→地面。
工作面顺槽工作面运输顺槽和回风顺槽中部低洼处各设置1个临时水仓,各装备1台BQG-350型风动水泵。排水管为DN50型无缝钢管。工作面涌水经水泵排入大巷水沟自流入主水仓。
第八节  灾害应急措施及避灾路线
一、安全出口
本矿井共有四个安全出口,分别为主斜井、副斜井、安全出口斜井、回风立井共4个井筒。
二、工作面避灾线路
(一)发生灾情后的行动原则
发现灾情的人员要沉着冷静,就近向值班室、矿调度、安全调度汇报灾情,包括时间、地点、性质、范围、受灾人员等,同时尽最大努力采取措施营救人员或控制事故蔓延,或彻底处理事故,如无能力时,组织人员按规定线路撤退。
(二)发生冒顶时的避灾线路
1、上风侧人员:逆风流撤退,路线:3106工作面→3106运输顺槽→皮带下山(回风上山)→主斜井(回风立井)→地面;
2、下风侧人员:顺风流撤退,路线:3106工作面→3106回风顺槽→皮带下山(回风上山)→主斜井(回风立井)→地面。
(三)发生水灾时的避灾线路
发生水灾时,人员要先选择向就近往高处撤退的原则。人员从3106工作面→两顺槽→皮带下山→主斜井→地面。
(四)发生火灾和瓦斯爆炸时的避灾线路
1、上风侧人员:逆风流撤退,路线:3106工作面→3106运输顺槽→皮带下山、材料下山→主斜井→地面;
2、下风侧人员迅速戴好自救器,顺风流撤退,路线:3106工作面→3106回风顺槽→皮带下山、材料下山→主斜井→地面。
(五)工作面反风时的避灾路线
3106工作面→3106回风顺槽→回风上山→回风立井→地面。
三、矿工自救与互救措施
井下一旦发生灾变事故,由于矿山救护队不可能立即赶到现场,矿工的自救与互救对于减少伤亡,降低事故的危害程度起着不可忽视的作用,因此,必须加强对矿工自救与互救知识的培训和教育,熟悉《矿井灾害预防和处理计划》的内容,懂得井下各种事故的征兆、性质和抢险救灾的各种有效措施、方法,正确进行自救。
井下一旦发生灾变事故,在场人员一定要沉着、冷静,服从命令,听从指挥,要有领导、有组织、有秩序地进行撤离。这时带班的班长、班组长、老工人、瓦检员及安全员等应迅速组织成抢险救灾指挥小组,正确地判明事故的性质、发生地点、可能波及的范围等情况,立即迅速果断地进行抢险救灾工作。派人向调度室汇报灾情程度、范围和组织撤离其余人员。如果灾情已发展到无法消灭的严重程度时,应根据当时当地的实际情况和条件,正确地选择避灾路线或按预定好的避灾路线迅速撤离灾区,在安全地点待援,有条件时尽量直接升到地面。
(一)根据灾情性质,在场人员的一般行动原则
1、井下发生外因火灾,尤其是电器火灾,一般都应首先切断电源,并就近取得消防器材,避开烟雾(在进风侧、上风流)用直接灭火法迅速将火扑灭。如果由于外因火灾已造成局部巷道支架或煤壁燃着,应迅速利用水管将大火扑灭或用沙将大火扑灭。如果灭火无效应迅速戴好自救器沿着烟流相反的方向撤退。
2、井下发生瓦斯、煤尘爆炸时,事故地点进风侧(上风流)人员应立即迎着风流撤退,但是一定要绕到新鲜风流中去。如果回风路线较长,爆炸或火焰可能袭来时,应立即背着爆炸波或火焰方向向下卧倒。如果来不及戴好自救器时,可嘴内衔湿毛巾或伏在水沟中,以减轻有毒有害气体的侵袭和高温灼伤。
3、井下发生透水事故时,人员应立即撤到较高的位置,如果来不及撤出,应尽量向着有风流通过的上山巷道撤退。
4、井下发生冒顶事故时,要及时加强冒顶区的支护,坚持由外向里的原则全力营救被冒落矸石等埋压的人员。
5、当灾变事故发生后无法撤退时,在就近点的风管、风门之间等快速构筑临时避难硐室,等待救护队的援救。
(二)自救护救的基本要求
1、在井下所有采区、工作面都要配备急救器材。
2、生产队组要每班配备救护员。
3、安监部门要制定自救管理制度,并监督执行情况。
(三)对各类人员的现场急救方法
1、对中毒、窒息人员的急救
(1)立即将伤员从危险区抢运到新鲜风流中,并安置在顶板良好、无淋水的地点。
(2)立即将伤员口、鼻内的粘液、血块、泥土、碎煤等除去,并解开其上衣和腰带,脱掉其胶鞋。
(3)用衣服覆盖在伤员身上以保暖。
(4)根据伤者情况,判断轻重,对其进行人工呼吸,出现心跳停止现象时还同时进行胸外心脏按压急救。
(5)对SO2和NO2的中毒者只能进行口对口的人工呼吸,不能进行压胸处理。
(6)人工呼吸持续时间以恢复自主性呼吸或到伤员真正死亡为止,当救护队到现场后,应转由救护队用苏生器苏生。
2、对外伤人员的急救
(1)扑灭伤员身上的火,使伤员尽快脱离热源,缩短烧伤时间。
(2)检查伤员呼吸情况;检查是否有其它外伤或有害气体中毒;对爆炸冲击烧伤伤员,应特别注意有无颅脑或内脏损伤和呼吸道烧伤。
(3)要防止休克、窒息、创面污染。
(4)用较干净的的衣服把伤面包裹起来,防止感染。
(5)把严重伤员迅速送往医院。
3、对溺水人员的急救
(1)把溺水者从水中救出后,要立即送到比较温暖和空气流通的地方,松开腰带,脱掉湿衣服,盖上干衣服,以保持体温。
(2)以最快的速度检查溺水者的口鼻,如果有泥水和污物堵塞,应迅速清除,擦洗干净以保持呼吸通畅。
(3)使溺水者取俯卧位,用木料衣服等垫在肚子下面;或将左腿跪下,把溺水者的腹部放在救护者的右侧大腿上,使其头朝下,并压其背部,迫使其体内的水由气管、口腔内流出。
(4)上述方法控水效果不理想时,应立即做俯卧压背式人工呼吸或胸外心脏挤压。
4、对触电人员的急救
(1)立即切断电源,或使触电者脱离电源。
(2)迅速观察有无呼吸和心跳。如发现已停止呼吸或心音微弱,应立即进行人工呼吸或胸外心脏挤压。
(3)对遭受电击者,如有其他损伤,应作出相应的急救处理。
四、停风后的应急措施
1、工作面若发现停风,必须立即停止作业,电器工及时将开关断电闭锁。跟班电工及时向矿调度、队值班室汇报。并将所有人员集中清点无误后,沿矿调度室指定路线撤退。
2、恢复送风并排放完瓦斯后,先由瓦检员对工作面各瓦斯检查点进行一次全面检查,在机尾上隅角瓦斯浓度不超过1.0%、回风顺槽瓦斯浓度在1.0%以下、其他地点无瓦斯积聚的情况下,方可允许作业人员进入工作地点和开机。
3、当瓦斯浓度超过规定值时,不得开机作业。
第九节  “六大系统” 紧急避险系统
安监总煤装〔2010〕146号文“国家煤矿安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知,“建设完善煤矿井下监测监控、人员定位、紧急避险、压风自救、供水施救和通信联络等安全避险系统(简称六大系统),全面提升煤矿安全保障能力”,安监总煤装〔2011〕15号文“国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知”, 安监总煤装〔2011〕33号“国家安全监管总局 国家煤矿安监局关于印发《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范(试行)》的通知”。安监总煤装〔2012〕15号文“国家安全监管总局 国家煤矿安监局关于煤矿井下紧急避险系统建设管理有关事项的通知”,根据上述要求,本矿井井下安全避险“六大系统”简述如下:
1、矿安全监控系统
目前矿井装备KJ83N型安全(瓦斯)监控系统,该系统符合《煤矿安全监控系统通用技术要求(AQ 6201-2006)》的规定,目前该系统运行良好,能够满足矿井安全监控的需要并有足够的扩展能力。可实现对井下生产环境以及各主要生产设备运行状态实时监测,并将监测数据传入上级管理部门瓦斯监测监控网络,使相关人员能够及时了解井下环境状况,做到对各类灾害的早期预测,防止事故的发生。
各采掘工作面均能实现甲烷超限声光报警、断电和甲烷风电闭锁控制等功能,系统实现市、县、矿三级联网,监测数据可以实时的上传到上级主管单位
工作面安全监控系统详见6.5工作面监控系统。
2、煤矿井下人员定位系统
矿井配置有KJ133(C)型人员位置监测系统一套,在工作面设置,对工作面作业人员的分布情况进行动态跟踪,能实时监测井下人员分布和进出紧急避险设施的情况。
3106工作面运输巷进风口设置人员定位分站一台,3106工作面运输巷和回风巷距巷道口50米处各设置读卡器一台。通信线路由MHYVP 1×4×7/0.43矿用阻燃通信电缆连接至3106胶带顺槽分站。
3、建设完善井下紧急避险系统
煤矿企业必须按照《煤矿安全规程》的要求,为入井人员配备额定防护时间不低于30分钟的自救器。煤与瓦斯突出矿井以外的其他矿井,从采掘工作面步行,凡在自救器所能提供的额定防护时间内不能安全撤到地面的,必须在距离采掘工作面1000米范围内建设避难硐室或救生舱。
永安煤矿建有完善的紧急避险系统,根据安监总煤装〔2010〕146号文‘关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知’,开采3106工作面时,该矿安全避险系统设置如下:
现在材料下山和皮带下山之间,3106回风顺槽口附近建设有80人永久避难硐室,作为复采区作业人员避险之用,该避难硐室两侧分别与材料下山、皮带下山相连,满足相关规定的要求。
3106回采工作面距永久避难硐室的距离超过1000m,因此本次设计在3106工作面运输顺槽、回风顺槽内各设置一个临时避难硐室,两个临时避难硐室均可容纳25人避险之用。
临时避难硐室密闭墙厚800mm,生存室净尺寸(长×宽×高):3000mm×5000mm×2500mm,硐室内墙使用水泥抹面,并涂刷浅色涂料,设计额定避险人数为25人,并考虑1.1的富余系数,硐室内按额定避险人数配备食品、饮用水、自救器及急救箱、照明设施、工具箱、灭火器等辅助设施。
4、建设完善矿井压风自救系统。
煤矿企业必须在按照《煤矿安全规程》要求建立压风系统的基础上,按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求,进一步建设完善压风自救系统。空气压缩机应设置在地面。井下压风管路要采取保护措施,防止灾变破坏。突出矿井的采掘工作面要按照《防治煤与瓦斯突出规定》(国家安全监管总局令第19号)要求设置压风自救装置。其他矿井掘进工作面要安设压风管路,并设置供气阀门。
目前矿方工业场地地面安全出口斜井西北侧设压风机房一座,空压机房内安装两台型号为LGF75型空气压缩机,单台额定排气量13.6m3/min,额定排气压力0.8MPa。配用电机功率75kW,电压380V;
压风管路自安全出口下到井底,井下建立有完善的压风管网,避灾路线上均敷设有压风管路;地面、安全出口及大巷为108×4.5mm无缝钢管,工作面顺槽为Φ76×3.5mm无缝钢管。
压风自救系统的设置要求如下:
(1)设计在井下压风管路上安装压风自救装置。要求安装在避难硐室或其他主要硐室、工作面附近、人员流动的井巷等地点。当井下出现煤与瓦斯突出预兆或突出时,避难人员立即去到自救装置处,打开自救装置。压气管路中的压缩空气经减压阀节流减压后,对袋外空气形成正压力,使其不能进入装置内,从而保护避难人员不受有害气体的侵害。
(2)在井下主要巷道内的压风管道上应每隔100米装设一个接口,压风自救装置应至少满足工作面交接班最多人数同时使用;
(3)在井下各个避难硐室内均应设置压风自救装置,该设施应至少满足十人同时使用。
(4)进入避难硐室时,应在硐室外留有衣物、矿灯等明显标志,以便救护队寻找。避难时应保持安静,避免不必要的体力和空气消耗。室内只留一盏矿灯照明,其余矿灯关闭,以备再次撤退时使用。在硐室内可间断敲打铁器、岩石等,发出呼救信号。
5、建设完善矿井供水施救系统。煤矿企业必须按照《煤矿安全规程》的要求,建设完善的防尘供水系统;除按照《煤矿安全规程》要求设置三通及阀门外,还要在所有采掘工作面和其他人员较集中的地点设置供水阀门,保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。要加强供水管路维护,不得出现跑、冒、滴、漏现象,保证阀门开关灵活。
井下消防洒水及供水施救系统采用枝状管网系统,管路由主斜井敷设至井下,沿大巷成枝状布置。现有管路敷设情况如下:主、副斜井、材料下山、皮带下山、回风上山管道采用D108×4.5mm无缝钢管。
3106工作面运输顺槽与皮带下山大巷相连,皮带下山大巷内现有消防洒水管路通过三通接入3106工作面运输顺槽;3106工作面回风顺槽与材料下山大巷和回风上山大巷相连,材料下山大巷和回风上山大巷内现有消防洒水管路通过三通接入3106工作面回风顺槽。管道采用D60×3.5mm无缝钢管,快速接头连接,管道敷设用扁铁管卡固定架设在巷道侧壁上。
在采区变电所、永久避难硐室、临时避难硐室舱、井底车场、煤仓等附近设消火栓,并且在胶带机卸载处、转载机转载处等地点设置防尘喷雾,在胶带输送机机头设洒水灭火装置,在采掘工作面设置喷雾器和风流净化水幕。
6、井下通信联络系统
国家安全监管总局、国家煤矿安监局下发的安监总煤装[2010]146号和安监总煤装[2011]33号文件规定:煤矿企业必须按照《煤矿安全规程》的要求,建设井下通信系统,并按照在灾变期间能够及时通知人员撤离和实现与避险人员通话的要求,进一步建设完善通信联络系统。要求:井下紧急避险设施内分别安设调度电话和直通矿井调度室的直播电话。
回采工作面、复采区变电所均安装与矿调度室直通电话。
运输巷距两端10米~20米、轨道巷距两端10米~20米、皮带机头、机电硐室、临时避难硐室均安装有电话。电话采用KTH3矿用本安全型电话机,通信线路MHYAV-10×2×0.8矿用阻燃通信电缆连接至复采区变电所分线箱。设计在工作面顺槽的绞车和胶带机及设置调度电话。除固定电话的系统外,还需要配备与调度通讯相同的移动电话,作为工作面通讯与矿井生产调度部门的联络以及应急使用。
在矿井装备矿用广播通信系统和矿用无线通信系统,用作辅助通信。无线通信基站根据巷道实际情况本着全覆盖的原则安装设备。在回风巷口处、运输巷口处、工作面分别设置无线通信系统分站。矿方在安装井下广播系统分站及音响等设备时,应执行GB 51213-2017《煤炭矿井通信设计规范》和《山西省煤矿井下广播系统使用与管理规范》的相关规定。广播信号的传输必须能覆盖3106工作面、胶带运输顺槽、轨道顺槽。并能保证3106工作面全部人员能够清晰听见应急指示。3106工作面通信系统布置图详见插图4.9-1
3106工作面通信系统布置图详见插图4.9-1。

第五章  复采工作面掘进和回采安全技术措施
第一节 掘进安全技术措施
一、探掘安全一般措施
1.施工单位要严格按中腰线及允许掘进长度施工,施工期间地测科要经常搜集有关地质资料,必须提前探测空区、空巷、冒落区的位置及形状,以防巷道掘进期间误揭露采空区。施工单位施工过程中发现异常,立即停止掘进,通知地测科及有关部门。
2.施工时,要坚持“预测预报、探掘分离、有掘必探、有采必探、先探后掘、先探后采”的原则。
3.在探掘过程中作业人员要随时注意工作面附近情况,如发现工作面围岩特别破碎、煤柱压出或崩落、压力增大、片帮掉碴、顶板冒顶、底鼓、瓦斯忽大忽小、气温异常、打钻夹钻、顶钻等异状时,必须立即停止打钻,并向矿调度汇报,如发现异常情况,必须立即撤人到进风流侧安全地点,并向调度等有关业务科室和矿领导汇报,由矿采取措施进行处理。
4.在探掘期间,通风区必须确保施工地点有足够的风量,并派专职瓦斯检查员检查探眼及附近巷道内的瓦斯及有害气体,如发现超过《煤矿安全规程》规定,必须立即撤人到新鲜风流中进行处理,待处理好后,经瓦斯检查员检查,有害气体不超限后,方可进行打钻。
5.在探掘过程中发现探眼出水时,不得拔出钻杆,观察水的压力、流量大小等情况,发现水压较大时,立即撤出所有人员到安全地点,并向矿调度及队值班人员汇报,待压力明显减小且水量稳定后方可继续施工。
6.打完探眼后,若无水流出或水流尽后,必须由瓦斯检查员检查施工巷道内探眼附近的瓦斯及CO情况,若探透采空区老空时,应检查探眼内瓦斯及一氧化碳情况,如瓦斯或CO等有害气体浓度超过规程规定时,必须立即停止施工,并撤出人员进行处理,待瓦斯、CO等有害气体不超限后,方可恢复施工。
7.探眼探透老巷后,必须先将采空区内的有害气体排出后,方可向前施工。
8.在打探眼过程中,如发现巷道顶帮挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大,顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等出水预兆时,必须立即停止作业,并向矿调度室及队值班人员汇报,发出警报,立即将所有受水灾威胁人员撤到安全地点。
9.施工探眼及掘进时,通风区必须派专职瓦检员经常检查瓦斯及其它有害气体浓度,当工作面风流中瓦斯浓度达到0.7%时,必须停止打眼、爆破,当工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%或二氧化碳浓度达到1.5%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员采取措施,进行处理。
10.若探眼内发现一氧化碳时,通风区瓦斯检查员必须及时向通风区及有关部门汇报,并撤出巷道内的所有施工人员。
11.经打探眼论证,确认无水或有水排尽后、瓦斯不超过0.7%时,方可向前正常施工。
12.安监科安检员及通风区瓦检员负责监督打探眼的全过程,跟班干部或班组长必须做好探眼施工记录,且升井后必须填写探眼施工记录本。
13.若探透采空区后,探眼不出水或水排尽时,必须用黄泥将钻孔封实,若孔深超过2m时,封孔长度不小于2m,若孔深小于2m时,钻孔必须全部封满。
14.每掘进1个循环,必须重新按要求打探眼。
15.当施工至采空区位置时,要小断面揭开,然后慢慢刷大断面,并及时架设好透口处的支架,护好帮顶。小断面揭开透口后,风筒要紧跟透口处,防止发生瓦斯超限等有害气体事故。
16.巷道在掘进时,若出现底鼓现象,要及时处理,并对巷道底板进行注浆加固。
17.巷道沿底掘进,坚决杜绝掘进时出现台阶、超宽等工程质量问题,将巷道断面误差控制在0-150mm范围内。
二、防止顶板事故措施
1.过空区空巷施工过程中,严格执行“敲帮问顶”制度,作业前要及时找掉活矸危岩,严防片石伤人事故。
2.永久支护要紧跟掘进面,不留空顶距,防止发生顶板冒落事故。
3.掘进工作面过空区空巷期间,棚距可适当缩小,避免推棚、冒顶。如遇岩石破碎时,停止掘进,支护形式改为加棚喷浆支护,直至穿过空区空巷10m岩性变好后,方可恢复原支护形式。
4.施工前,要备足木料、水泥、石粉、钢棚等物料,若发生冒顶,要等顶板稳定后再处理。
5.掘进发生漏顶时,循环步距由1.2m改为0.6m,且架与架之间必须支设拉杆,铺好铁丝网,网下放好木梁,空顶距离超过0.6m的区域必须用横木搭成井字型木垛进行勾顶,以保证支架支设牢固可靠。
6.当铺好的铁丝网出现破损时,要及时更换,更换时要先处理漏下来的碎煤。
7.发生冒顶处理空顶时,按以下要求执行:
(1)先由班组长或有经验的老工人用长柄工具(3.5m以上)敲帮问顶,站在有掩护的安全地点捣下松动的活矸。
(2)要有专人观察顶板变化情况,发现顶板来压或有异常情况,应立即将人员撤到安全地点,待压力过后,经检查确实没有片帮冒顶危险时,方可继续作业。
(3)工具备全、料备足,找好后路。
(4)至少四人配合作业,即一人备料,一人递料,一人处理空顶,一人观顶。
(5)工作人员要先预想好站立位置、处理方法、隐身、退路,要有随时撤退的思想准备。绞架时,要做好掩护,在掩护下进行操作,精神要集中。
(6)架下人员必须听从架上人员指挥。
(7)工作人员要密切配合,动作迅速,保证安全。
三、空区空巷瓦斯积聚处置措施
本矿为高瓦斯矿井,旧采后所留的空区空巷内积聚了瓦斯,因此,必须在掘进前采取措施降低瓦斯浓度。
1.超前钻探释放瓦斯
掘进作业前,在工作面迎头打瓦斯释放钻孔,数量3~4 个,在工作面前方呈扇形布置,钻孔长度60m,保持20 m的超前距,称之为长探。长探时在孔口5m内使用直径75 mm的套管固孔,孔口安装控制阀门。在探孔中,视煤层情况,尽可能进行扩孔。然后,在每个小班掘进过程中还要打 5 个长6.5 m的钻孔,呈圆锥形布置,保持 5m 的超前距,称之为短探。短探使用压风钻机或凿岩机。
在掘进作业中坚持长探与短探相结合,保证探孔提前与老空钻透。超前钻孔的主要目的是为了使瓦斯提前均匀释放,在巷道接近老空前将老空内瓦斯进行彻底的排放,从而安全地揭露老空。
2.探孔注气 强化排放
钻孔打透老空后,开始阶段老空内积聚的瓦斯通过钻孔向巷道内涌出的速度较快,经过一段时间(一般2~3d),随着老空内瓦斯量和瓦斯压力的降低,排放速度逐渐降低,直到最后处于停滞状态。为彻底排放老空内残余瓦斯,尽快消除瓦斯隐患,在这个阶段需采取强化排放瓦斯措施。
利用压缩空气系统,通过巷道内的压风管路向孔内注入压缩空气,将空区内瓦斯稀释、增压、“驱赶”出来。严格掌握注入空内的压缩空气流量,按照排出瓦斯后孔口附近瓦斯浓度≤0.8% 为原则,由小到大控制流量。
压缩空气注入老空后,可迅速稀释空内瓦斯,降低老空内瓦斯浓度,同时提高了老空内瓦斯压力,使老空内与巷道内的空气压差增大,促使老空内瓦斯迅速向巷道涌出。压缩空气具有较高的压力,只要探孔不出现严重塌孔,就能够注入到老空内,又由于是多个探孔与老空打透,没有注入压缩空气的探孔也会有瓦斯涌出,加快了排放速度。
3.提高掘进工作面巷道风速和风量 加快瓦斯排放速度
当巷道内风速加大时,会引起附近所积存的瓦斯扩散速度加快,老空区和老巷内积存的瓦斯向外扩散速度也加快,使瓦斯排放的强度加大,巷道内瓦斯涌出量增大。为加快瓦斯排放速度,掘进工作面局部通风需采用对旋高效轴流式风机提高风压,提高巷道内风速,加快空区、空巷内的瓦斯排放速度。同时为保证通风的连续稳定,采用双风机双电源、自动切换,采用风电瓦斯电闭锁措施。
在提高风速的同时,需增加掘进工作面迎头风量,扩散到巷道内的瓦斯可被迅速稀释到安全浓度内,迅速排出巷道。
4.坚持装煤( 岩) 洒水和风流净化
坚持装煤( 岩) 洒水和水幕净化风流,防止煤尘飞扬。
5.安设导风筒( 管) 处理局部高顶处瓦斯
局部高冒处,在排放瓦斯、封堵空隙后还要安设导风筒( 管) ,防止风流中的瓦斯在此积聚。同时这些地点要专门悬挂瓦斯检查牌板,作为必须检查地点,编号管理。
6.加强瓦斯检测
在频繁揭露老空的巷道设专职瓦检员,在长探、短探、特别是利用压缩空气强化排放老空内瓦斯时,对钻孔内、钻孔外、巷道风流中不间断地进行瓦斯、CO、CO2、温度检测,监督指导瓦斯排放,确保孔口附近瓦斯浓度保持在 0.8% 以下,对巷道中高顶地段、封堵地段、导风筒地段增设瓦斯检查牌板,重点检查,发现异常,立即查明原因,进行处理。
7.安全揭露老空
当巷道距老空 2 m 时,经检测老空内瓦斯浓度不超过 0.5%,CO、CO2、温度等参数全部符合要求后,即可人工用风镐、手镐揭露老空。首先用风镐掘一个直径 500 mm 左右的孔洞与老空贯通,进一步检查老空内瓦斯浓度,将风筒出口对准该洞,进一步稀释、冲淡、排出空内瓦斯,在确认空内瓦斯浓度降到 0.1%以下后,方可全面揭露老空。
四、架棚支护安全技术措施
1.各班组架棚支护前必须严格执行敲帮问顶制度,将顶板活矸处理掉,确认安全后方可继续作业。
2.架棚时,作业点下方人员必须站在安全地点,不允许从事其他工作。
3.若顶板围岩较破碎,必要时要先对作业地点前2~3m范围内巷道进行临时支护,采用在工字钢棚上穿超前探梁。减小工字钢棚距,背紧顶、帮,棚与棚之间用拉杆钉牢连锁使用,临时支护要始终保证2~3m,交替前移。
4.需扩帮挑顶时,要逐棚进行,扩够一个棚距时,要及时架棚,严禁大面积破帮顶。
5.至少6人以上共同协作,抬棚梁及上梁时,要精力集中,动作协调,稳抬稳放,并由队干部或班组长在一旁统一指挥,以防发生事故,梁上到工作台之后,在可行安全的情况下再往棚腿上放,待调整位置合适后,立即上卡子固定。
6.上梁前,要用木板、木料搭建牢固的工作台,上梁时作业人员站在牢固的工作台上操作,工作台高度1.0m左右,宽度不小于600mm,木板厚度不小于50mm,捆绑固定牢固可靠。
7.支架未架设好,不得终止工作,严禁下班时留有空帮空顶现象。
8.要保护好电缆、风筒、设备等物件,不得将电缆、风筒损坏或将电缆背到棚里面。
五、巷道贯通安全技术措施
1.贯通前成立贯通指挥组,由矿总工程师统一指挥,成员由生产技术科、通风科、安全科、机电科各部室成员组成。
2.贯通前带班班长、安检员、瓦斯检查员必须先进入工作面,瓦斯检查员先检测工作面及各钻孔内瓦斯和有毒有害气体浓度,发现隐患,及时采取措施,进行处理。确认瓦斯等有害气体符合要求方可作业。
3.贯通时,由生产技术部门编制贯通措施,严格按贯通措施执行。
4.严格通风瓦斯管理,工作面必须保证正常通风,当班施工负责人、技术、安全负责人必须安排专人检查风筒距工作面距离,风筒出风口距工作面距离不得大于5m。
5.过空巷时,必须缩小循环进度,对空顶部分按照设计进行钢棚加密。
6.瓦斯传感器距顶不大于300mm、距帮不小于200mm的回风侧,每次截割前,瓦斯员进行一次瓦斯检测,瓦斯浓度在0.8%以下时方准作业。
7.瓦斯检查员严格执行交接班制度,瓦斯检查员必须现场交接,交接班不到位,交接瓦斯检查员不得脱岗。
8.进行空巷处理作业时由安检员、瓦斯员现场盯守,发现异常停工撤人。
9.入井人员必须配带矿灯、安全帽和压缩氧自救器等防护用品,施工人员经培训,熟练操作使用自救器方可下井作业。
10.支护前,班队长对工作面附近的顶板、煤帮、支护等情况进行全面细致的检查,严格执行敲帮问顶制度,若发现有活矸危岩、片帮等现象必须立即处理,处理隐患和敲帮问顶时必须至少有两人进行,一人监护,人员都必须站在顶板完好的地方,使用长柄工具站在斜上方有支护的安全地点进行,注意退路畅通。在隐患未处理完之前,班队长和安全员不得离开现场,其他人员不得在周围做其它工作。
11.当发现顶板有离层现象时,必须先支设戴帽点柱,后进行永久支护,任何人员不得进入无支护的空巷内。
12.支护时,必须有安全员负责监视顶板变化情况,发现有危险,必须立即发出信号,将人员撤到安全地点。待顶板稳定后,方可进入工作面作业。
13.密闭前5m内支护完好,无杂物、积水;并且要设栅栏、警标、说明牌板和检查箱。
14.砌墙时要将料石垂直缝错开,横缝要水平,灰缝要均匀饱满。墙壁后应用黄土将壁后充填密实。料石尾部要垫平支稳。
15.砌好墙后要详细勾缝,灰缝不饱满,局部有蜂窝麻面等,应用砂浆勾缝或抹平。
16.煤矿井下作业人员在发生火灾、瓦斯爆炸等灾害时正确使用自救器。使用时随时查看压力值,以掌握用氧情况及撤离的时间。
17.不得无故开启、磕碰及坐压自救器,在未达到安全地点时不要摘下自救器。逃生过程中,严禁拿出口具说话,只能用手势进行联络。
18.所有参与巷道贯通人员必须进行相应作业规程及安全技术措施的学习培训,熟悉掌握遇顶板事故、瓦斯爆炸、透水等灾害的避灾路线及应急措施。
第二节  回采安全技术措施
一、回采安全技术方案
(一)复采工作面过空巷综合处置技术
根据空巷与工作面切眼的空间位置关系,可以分为:与工作面切眼平行的空巷,称为平行空巷;与工作面切眼垂直的空巷,称为垂直空巷;与工作面切眼斜交的空巷,称为斜交空巷。
3106工作面前638m为块段5,后285m为块段4。
块段4为本矿1987-1988年开采的中分层采空区,采用的采煤方法为房柱开采,采高为2.5m左右,上、下分层未开采。
块段5为本矿1989-1990年开采的中分层采空区,采用的采煤方法为房柱开采,采高为2.5m左右,上、下分层未开采。
1.过平行、斜交(小角度)空巷
(1)支护方案
残煤复采工作面推进过程中,在前方遇到与切眼呈平行、斜交(小角度)状态的空巷,对该类空巷应先临时支护护顶,然后每间隔4m加打一木垛,木垛间用5m大板联锁,在回采过空巷过程中配合调斜开采。
(2)技术措施
①工作面过空巷时,支护材料掉入刮板输送机应及时捡出。
②工作面过平行空巷时,要加强对工作面两顺槽的超前支护。
③复采工作面在过空巷时严禁机头机尾同时推进到空巷内,应采用调斜开采的方法来避免一次性揭露的断面积过大。工作面推进一次,有4~6个支架与空巷沟通。随着工作面向前推进,煤壁变薄,易出现片帮、冒顶现象,此时应降低采煤机割煤速度,且实现超前移架。
④如果工作面煤壁片帮严重,必须在煤壁处打护帮柱,防止因片帮造成冒顶。
⑤过空巷时要对空巷设置风障,防止风流短路,同时在工作面和空巷设专职瓦斯检查员,对工作面和空巷的瓦斯浓度进行监测。
2.工作面过垂直、斜交(大角度)空巷
(1)支护方案
复采工作面在推进过程中遇到与切眼呈垂直状态的空巷(也包含大角度斜交空巷),每次揭露的断面积较小,对空巷采取平推正过的方式,采用单体柱配合铰接顶梁的方式。在老巷内支设两排单体支柱,配π型顶梁加强支护,排距1.0m,柱距1.0m,支柱穿铁鞋,迎山有力。
(2)技术措施
①复采工作面揭露老巷前要清理干净,并封闭,严禁任何人员进入。
②利用每天检修班时间进行老巷支回工作,保证最后一排柱与工作面煤壁距离不大于20m。
③过空巷期间,严格控制采高,尽量缩小控顶距,减少煤壁片帮和顶板下沉量,支架必须移成一条直线。
④回撤空区内单体柱时,及时把铁柱靴一并回撤,对于在移架时造成歪斜的单体柱要及时扶正。
(二)复采工作面过空区综合处置技术
3号煤复采区域原采用后退式、刷扩两帮的方式对煤炭资源进行回收,形成跨度较大、顶板完整的空区。根据空区与工作面切眼的空间位置关系,可以将空区划分为:与工作面切眼平行的空区,称为平行空区;与工作面切眼垂直的空区,称为垂直空区;与工作面切眼斜交的空区,称为斜交空区。
1.工作面过平行、小角度斜交空区
(1)支护方案
复采工作面在推进过程中,前方遇到刷扩两帮形成的空区,且空区与切眼呈平行或小角度斜交关系,对该类空区应先采用钢棚临时支护护顶,然后每间隔4m加打一木垛,木垛间用5m大板联锁。
(2)技术措施
①工作面过空区时,支护材料掉入刮板输送机应及时停机捡出。
②工作面过平行空区时,要加强对工作面两顺槽的超前支护。
③复采工作面在过空区时严禁机头机尾同时推进到空区内,应采用调斜开采的方法来避免一次性揭露的断面积过大。随着工作面向前推进,煤壁变薄,易出现片帮、冒顶现象,此时应降低采煤机割煤速度。
④由于空区断面较大,在过空区的过程中要做好顶板实时监测。
⑤如果工作面煤壁片帮严重,必须在煤壁处打护帮柱,防止因片帮造成冒顶。
⑥过空区时要对空区设置风障,防止风流短路,同时在工作面和空区设专职瓦斯检查员,对工作面和空区的瓦斯浓度进行监测。
2.工作面过垂直、大角度斜交空区
(1)支护方案
复采工作面在向前推进时,会遇到扩帮形成的空区,并与切眼呈垂直关系。因每次揭露空区的断面相对较小,为顺利通过该类空区,采用单体柱配合铰接顶梁进行超前支护。
(2)技术措施
①由于空区断面相对较大,要对空区顶板的支护状况进行实时监测,发现问题要及时处理。
②过垂直空巷时,根据揭露断面情况调整割煤高度。
③过空巷期间,控制采高,尽量缩小控顶距,减少煤壁片帮和顶板下沉量,支架必须移成一条直线。
④过空区前对所有工作面设备及胶带机系统进行全面检查,发现问题及时处理,严禁设备带病运行。
⑤成立专门领导机构,过空区时有专门技术人员在现场进行指导作业。
⑥回撤空区内单体柱时,及时把铁柱靴一并回撤,对于在移架时造成歪斜的单体柱要及时扶正。
(三)复采工作面过冒落区综合处置技术
1.注浆充填法
为使复采工作面安全通过冒顶区,可以考虑进行注浆加固冒落围岩、充填空顶区域,选择合适的注浆材料、研究分层次、分步骤注浆设计,提高冒顶区围岩稳定性。
2.工作面调斜法
如果工作面前方冒顶区域走向长度大且冒顶走向与工作面近平行时,如果工作面平行推进,可能发生一次揭露冒顶区域过大,使得工作面上方出现大面积空顶、瓦斯超限等问题,严重威胁工作面安全生产。针对这种情况,从减小一次揭露冒顶区范围出发,选择工作面调斜通过冒顶区。
3.工作面另开切眼法
如果工作面前方冒顶区域长度大、采用充填技术费用大、处置冒顶技术极其复杂或可操作性不强时,应考虑采取转移工作面,另开切眼绕过冒顶区。
沿煤壁重新掘开切眼,绕过冒顶区。要从冒顶区下部向上部掘进开切眼,靠冒顶区一侧用板皮背严或留小煤柱,防止矸石流入新开切眼内。
二、复采工作面回采安全技术措施
(一)通风管理方面
1.回采过程中揭露的空巷(区),必须严格调节空巷(区)与工作面的风量管理、瓦斯管理。只有在空巷(区)内风流稳定,瓦斯浓度在《规程》规定之内,方可允许作业。
2.按规定对回收作业点进行瓦斯检查,严格执行“一班三检”制度,只有瓦斯浓度保持在0.8%以下时方可作业。如遇瓦斯超限必须立即停止作业,撤出人员,进行处理。
3.严格执行停送电制度,停送电时必须履行严格的手续,并由调度室严格按规定做好记录。
4.施工中要加强机电设备的管理,严格执行机电管理制度,杜绝失爆。
5.过空巷(区)时设置风障,防止风流短路,同时在工作面和空巷设专职瓦斯检查员,对工作面和空巷(区)的瓦斯浓度进行监测,一旦出现瓦斯超限的情况,立即通知撤人,采取必要的有效措施后方可进行作业。
6.控制风流的风门、风墙、风窗等设施必须可靠。
7.加强对巷道维修及采面上下出口及两巷动压区的支护管理,保证其断面满足最大风量的需要。
8.采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯,特别是回采工作面上隅角等地点,应加强检测与处理。
9.复采工作面投产后,通风科要根据实际瓦斯涌出量,重新核定风量,做到以风定产,严禁超通风能力生产。
10.随着复采工作面的不断推进,通风科要及时调整通风系统,保证工作面的实际需风量。
11.各种仪器仪表必须配备齐全,加强瓦斯、粉尘、温度等危险参数的监测,所有数据必须与上级部门监控系统实现联网通信;随时对井下环境进行监测巡查,发现问题及时处理,实行全方位在线监测。
(二)顶板管理方面
一)工作面过空区空巷安全技术措施
1.在距平行工作面的空巷(区)3~5m时,应适当减小工作面采高,防止支架压死(保证支架前柱500mm伸缩量),最大限度减小支架对空巷支护的破坏。
2.当工作面过平行空巷(区)时,严禁机头机尾同时推进到空巷内部。必须预先将工作面最大限度地调整为伪斜,使工作面逐段通过空巷(区)。
3.工作面推进至空巷(区)与顺槽相交处前,必须加强对三岔门的支护质量,及时补支单体支柱进行加强支护。
4.当工作面接近空巷(区)时,煤壁逐渐变薄,易出现片帮、冒顶,应降低采煤机割煤速度,且割煤前须提前完成支架超前移架,如果空巷处煤体垮落,必须用坑木将空巷空顶处填满,支护顶板。
5.防止冒顶和片帮产生工伤事故。工作时,必须严格执行敲帮问顶制度,班长、值班管理人员加强工作面的巡查次数,及时纠正各种违章行为。
6.工作面与空巷割通后,要合理安排和组织好生产,不得停班尽快推过空巷区,以防顶板来压造成移架困难。
7.撤除支护时,空巷(区)内要保证退路畅通,撤出的支护材料应及时运到指定地点,不准堆放在回收区域。
8.撤除或回收作业时,作业地点前后5m范围内要设好警戒,禁止无关人员进入工作区域。
9.复采工作面过空巷(区)时,回收内部超前支护单体柱的安全技术措施。
①当班队长、安全员必须现场指挥进行单体液压柱的回撤;
②回撤前,必须将采煤机移开空巷,距空巷距离不得小于5m;
③停止采煤机后,必须对前溜进行停机并闭锁,由专人值守,回撤支柱工作未结束,任何人不得开动刮板输送机;
④回撤支柱工作由工作面队长指派专人进行,人员在进入旧巷前,必须由安全员对旧巷和工作面交叉点的片帮隐患进行处理,并确保工作面液压支架有效地控制旧巷和工作面交叉处的顶板;
⑤支护工在回撤支柱过程中,必须严格执行一人扶柱,一人卸液,队长、安全员要现场观察顶板情况的规定,严禁单人作业,严禁在无监护的情况下进行作业;
⑥每次回撤支柱的长度不得超过1.2m,并执行由外向里,先支后撤,先加密后撤除的规定;
⑦撤除支柱整个工作结束后,由工作面队长下达恢复采煤工作的命令。
10.过空巷期间必须加强工作面支护质量管理,严禁出现歪梁、斜柱、支架不直现象。
二)处理片帮冒顶措施
1.采煤工作面发生支架梁端冒顶时,现场人员要冷静,处理问题要果断,要立即停止工作面其他工作,迅速把冒落区维护好。
2.要及时停止采煤机、运输机,并闭锁,不经作业人员同意不得开机。
3.当采煤机在冒顶地段10m以内时,采煤机必须停电、闭锁,并将采煤机开关停电闭锁。
4.根据现场情况,备齐工具,备足支护材料。
5.所有人员必须服从统一指挥。
6.待顶板稳定后,应从冒落区上下两侧的支架开始加固,采用挤木料、架顺山棚等方式配合走向梁的方法控制顶板。
7.材料必须用φ16cm以上的圆木,长度不底于1.5m,支设单体柱两根,顶在所挤木料两端500mm处,单体另一端必须顶在齿轨销排上;送液时必须采用10m高压管连接,进行远距离操作。
8.架顺山棚必须用不小于φ20cm以上圆木,长2.2m,平行于支架梁端,棚距0.3~0.6m,顶部用铁丝网、背木刹严,架顺山棚的临时支护必须保证一梁两柱。顺山棚架好后,每台处理冒顶的支架下方,用2根4mπ形梁挑住所架顺山棚,一梁三柱;然后去掉顺山棚临时支护的柱子,以利于煤机通过。
9.在处理冒落区顶板时,要安排有经验的老工人观察顶板。观顶人要注意力集中,随时注意顶板及煤壁的动静,发现问题及时通知作业人员撤离或处理。
10.人员进入煤壁侧作业前,要清理好退路,戳掉可能掉落的煤与矸石。
11.在架棚或挤料时,需要多人配合作业。所有人员必须听从指挥,动作要迅速,升柱、扶柱、架棚人员要分工明确,各负其责,尽快把棚架上,缩短施工时间。
12.所有的梁和木料要根据需要确定长短,架设的梁与木料必须能够控制住冒落区的边缘,所有柱子及贴帮腿都必须打在实底上,且牢固可靠。
13.工作面出现漏顶现象以后,要将液压支架前立柱升高,后柱降低,然后关闭工作面“三机”设备,并进行闭锁,在漏顶范围打设钢钎,并在打钢钎处挂上铁丝网,然后稍收回前掩护梁,在掩护梁原先支护区打好木梁和单体液压支柱,确保每根木梁下面不少于两根液压支柱,液压支柱要设置防倒,前伸掩护梁使木梁被掩护梁托起,最后去掉单体液压支柱。采煤机进行割煤作业时应当适当减小截割深度,并且要注意滚筒截高,严禁割到钢钎。
14.要仔细探测冒落区范围及原因,采面推距冒落区30m前,先将过冒落区过需用的支护材料准备到位,备齐10根单体柱,4m长π梁10根,铰接梁10根,两巷采空区处及动压的超前支护按措施要求支设齐全,现场由班组长统一指挥。
15.处理漏冒顶前先清理好退路,处理冒顶人员站在冒顶地点相邻支架下挑棚勾顶,控制顶板,待冒落区域顶板已控制住后,方可开溜并及时移架,缩小控顶面积。若漏矸严重,严禁强行起底刮板输送机,矸石块大时,要先处理,以免拉断大链和顶坏设备。
16.在遇到冒落体顶板破碎时,应在工作面煤壁松散段的支架顶梁与煤壁的交接处用风钻打眼,眼孔垂直工作面煤壁布置并上仰10-15度,眼深为3m,眼孔直径为35mm,每个支架前方打眼2个,眼间距为0.75m,拔出钻杆后,及时将钢钎插入以控制顶板破碎煤矸,必要时加挂铁丝网。插入钢钎后,支架略降挑住钢钎(或收回支架伸缩梁)至适合位置(支架顶梁前端与钢钎尾部保持5cm左右距离),再前移支架(或伸出缩梁),托住钢钎后升起支架至采高要求高度。钢钎采用φ28毫米的圆钢制作,长度为3m,钢钎穿入煤壁后的外露长度以支架前移后顶梁托举10-20cm为宜,并在顶梁与钢钎之间垫设10cm厚的木板料,以保证支架前移时顶梁与伸缩梁的错节不致顶住钢钎尾部而导致将钢钎顶弯。每个支架上穿设两根钢钎(即间距约75cm一根)。每穿设一次钢钎,工作面可以推进4-5刀,即保持钢钎留设于煤壁内的部分不小于一刀的进度(0.6m),然后重新穿设钢钎,如此循序渐进。但要注意的是,在穿设钢钎的作业过程中要闭锁工作面采煤机和刮板输送机,处理掉煤壁的活炭活矸,支设好背帮柱和临时护身柱,确保作业安全。
17.顶板破碎压力大时,要坚持先维护顶板后移架。在两组支架间的煤墙侧用单体柱配合圆木或半圆木架顺山棚刹顶;支架移过托住顺山棚后,再移相邻支架,割煤前摘掉贴帮单体柱。
三)加强超前支护
采用单体柱配合铰接顶梁进行超前支护。超前支护的距离不小于20m。根据回采工作面端头顶板压力情况加强超前支护。
(三)防火措施
1.消灭一切外因火源,机电设备包机到人,责任到人,杜绝电器失爆。
2.工作面运输巷、回风巷所有电器开关必须上架,与煤墙之间放置隔绝材料,禁止在电气设备周围堆放可燃物料。
3.加强对设备维护、保养,及时添加和更换润滑油,防止机械摩擦生热,电机、减速机处要经常清理周围的浮煤,保持良好的散热环境。
4.当发生火灾时,现场人员要保持冷静,准确判断火势的大小和范围,采取有效的灭火方法,控制火势,扑灭火源。若无法扑灭和控制火势时,要立即组织人员按避灾路线撤离火区,并及时报告调度室。
5.当发生电气设备着火时,必须先切断电源,再进行灭火,在未切断电源的情况下,灭火只能用不导电的灭火材料灭火。
6.用水灭火时,要有足够的水源,水流应从火区外缘向中心喷射,禁止直接用水喷射高温火源中心,防止产生水煤气爆炸和蒸汽伤人。
7.灭火期间必须有专人负责对瓦斯、一氧化碳及有毒气体浓度检测,采取可靠的防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的措施。
8.工作面回采结束后,必须在45天内进行永久性封闭。
(四)瓦斯防治措施
1.工作面必须安装瓦斯自动监测断电报警装置。
2.严格按规程规定携带便携式瓦斯监测仪,随时随地检查瓦斯;如局部瓦斯超限,要及时处理。
3.采煤机必须设置瓦斯监测仪,当浓度超限时,自动切断电源进行处理。
4.任何人不经允许,严禁乱动电器设备的保护装置和瓦斯断电仪,更不准将瓦斯探头埋住或堵塞,一经发现要严肃处理。
5.当工作面回风巷回风流中瓦斯浓度达到0.8%时,或工作面风流及上隅角瓦斯浓度达到1.2%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。
6.空巷内必须24h悬挂便携式瓦斯报警仪,随时监测瓦斯浓度。
7.排放瓦斯时,回采巷道内的电气设备严禁送电,所有人员严禁进入排放风流流经的回风巷道。
(五)综合防尘措施
1.采煤机的内外喷雾必须完好,内喷雾压力≥2MPa,外喷雾压力≥4MPa。割(放)煤前必须先开喷雾,水压低或喷雾效果不好时,不准割放煤。
2.工作面每架都设有喷雾装置,运输巷、回风巷距工作面50m、20m各安装一道自动水幕,随工作面推进移动,必须做到效果良好。
3.各转载点必须安设有喷雾,必须做到开机先开喷雾,洒水及水幕装置由静压水管路系统供水。
4.采煤队必须设置人员对电气设备及电缆、支架、管线定期清扫。工作面运输巷、回风巷每天洗尘一次,工作面运输巷、回风巷距采煤工作面20m范围内的巷道及工作面必须每班洗尘一次。
5.作业人员作业时要佩带好防尘口罩,减少吸入肺部的煤尘。
6.通风科定期检测工作面的煤尘含量,并及时向有关领导汇报。
(六)探放空巷及采空区积水全技术措施
1.放水时要有专人监视观察水情,并携带报警仪,当出现有毒有害气体超限时,必须立即采取措施处理,并向矿调度室。
2.放水人员填写好放水记录,记录内容有水量大小、水量变化、水量变化时间、有毒有害气体情况、水色的变化、本班抽水情况以及其他异常情况,并认真进行交接班,出班后填写记录,并向值班汇报,便于矿领导分析水量情况。
3.放水过程中,出现钻孔堵水、水量变小等情况时,及时采取措施,将钻孔疏通,保证出水正常,采取措施水仍然变小或不出水,重新钻孔进行放水,直至水流不出为止。
4.放水过程中,遇紧急情况,马上发出警报撤出受水威胁地点人员。
5.瓦检员加强瓦斯检查,瓦斯超限时及时采取措施进行处理。
(七)其他安全技术措施
1.成立负责过空巷的领导组,协调各部门、科室之间的相互配合,及时研究解决过空巷(区)时遇到的问题,为队组服务来确保工作面顺利的进行。
2.过空巷(区)前要对设备进行全面检查,发现问题及时解决,要保证电器设备及电缆完好,灵敏可靠,严禁设备带病运行。
3.正常情况下, 非施工人员严禁进入空巷(区),生产时要严禁任何人进入。
4.人员进入机道前,必须将煤机停掉,并停电闭锁,悬挂“有人施工、禁止合闸”的警示牌。
5.人员在进行空巷(区)内支设木垛时,严格执行由外向里,由机头向机尾的顺序,严禁超范围同时作业。
6.支设木垛时,提前使用单体液压柱丛柱的形式来控制顶板。
7.人员在进行作业时,必须有跟班领导、队长、安全员、瓦斯员现场监督各类情况,发现异常情况时及时撤出人员。
第六章  工作面电气
第一节 供电电源
在矿井工业场地已建设一座6kV变电所。一回电源来自矿井工业场地东北方的潘庄35kV变电站10kV线路,导线型号为JKLGYJ-10-1×240 GB/T 14049-2008,供电距离为8.9km;;另一回电源来自矿井工业场地西南方的町店110kV变电站10kV线路,导线型号为JKLGYJ-10-1×240 GB/T 14049-2008,供电距离为7.4km。供电距离为7.7km。上述双回路均为该矿井专用供电电源,一回运行,一回带电备用,地面向井下供电为6kV电压,下井电缆为两回MYJV22-3×120型煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘钢带铠装电力电缆,单根长度为500m。
井下现有变电所两座,中央变电所、复采区变电所。3106工作面的1-2#矿用隔爆型干式变压器的6kV电源引自复采区变电所6kV母线侧。
变压器的供电电压为6kV,以1140V电压向采煤机、后刮板输送机、前刮板输送机、破碎机、转载机、喷雾泵、乳化液泵站、顺槽胶带机、探水钻等用电设备供电;照明电压为127V。
第二节 电力负荷
用电设备总台数:15台;
用电设备工作台数:13台;
用电设备总容量:1381kW;
用电设备工作容量:1154kW;
最大计算有功功率:782.7kW;
最大计算无功功率:770.81kvar;
最大负荷视在功率:1098.53kvar。
3106回采工作面负荷统计见表6.2-1。
第三节 3106工作面供配电
一、主要供电设备选型及电缆的选择
1、短路电流计算
本设计按复采区变电所6kV母线侧最大短路容量28MVA、最小短路容量为25.93MVA进行短路计算。本计算进行了最大运行方式及最小运行方式两种运行方式下短路计算。短路计算结果见下表(基准容量100MVA)。最大运行方式下短路计算结果见表6.3-1,最小运行方式下短路计算结果见表6.3-2。
表6.3-1             短路电流计算结果表(最大运行方式)
短路点
编号    短路点名称    短路总阻抗
Z(Ω)    三相短路电流
(kA)    短路容量
(MVA)    ish(kA)    Ish(kA)    两项短路电流(kA)
d1    井下复采区变电所6kV母线侧    3.5719     2.566     28.00     6.542     3.874     2.222
d2    工作面1#变压器6kV高压侧    4.5701     2.005     21.88     5.113     3.028     1.737
d3    工作面2#移变6kV高压侧    3.5719     2.566     28.00     6.542     3.874     2.222
d4    工作面1#变压器1.2kV低压侧    0.1183     5.857     12.17     10.778     6.385     5.072
d5    工作面2#变压器1.2kV低压侧    0.2359     2.938     6.11     5.405     3.202     2.544
表6.3-2           短路电流计算结果表(最小运行方式)
短路点
编号    短路点名称    短路总阻抗
Z(Ω)    三相短路电流
(kA)    短路容量
(MVA)    ish(kA)    Ish(kA)    两项短路电流(kA)
d1    井下复采区变电所6kV母线侧    3.8562     2.376     25.93     6.060     3.589     2.058
d2    工作面1#变压器6kV高压侧    4.8177     1.902     20.76     4.851     2.872     1.647
d3    工作面2#移变6kV高压侧    3.8562     2.376     25.93     6.060     3.589     2.058
d4    工作面1#变压器1.2kV低压侧    0.1222     5.668     11.78     10.429     6.178     4.908
d5    工作面2#变压器1.2kV低压侧    0.2399     2.888     6.00     5.314     3.148     2.501
2、电缆选型
根据《煤矿安全规程》规定,电缆选用经检验合格的并取得煤矿矿用产品安全标志的铜芯阻燃电缆。
根据工作面、运输顺槽和回风顺槽的负荷统计结果及供配电电压等级,确定复采区变电所引至高压配电装置、各矿用隔爆型干式变压器的电源电缆选用MYPTJ—6/10型煤矿用金属屏蔽监视型软电缆;采煤机电缆选用MCP-0.66/1.14kV型采煤机金属屏蔽监视型橡套软电缆;其余1140V电缆选用MYP-0.66/1.14煤矿用移动屏蔽橡套软电缆;照明电缆选用MYQ-0.3/0.5型。
1)、高压动力电缆的截面选择
选择原则为:
(1)、按照电缆的最大长时允许载流量选择电缆截面。
(2)、在最大运行方式下,用电缆首端发生三相短路电流时的热稳定校验电缆截面。
(3)、校验最大负荷时电缆末端的电压损失。
(4)、电缆选型应满足电缆允许弯曲半径要求。交联聚乙烯电缆为10倍;铠装电缆为10倍;聚氯乙烯电缆为10倍;橡套电缆为6倍。
①1#高压电缆由复采区变电所引至工作面高压配电装置
(A)计算线路的最大正常工作电流:

(B)电缆校验
a、按长时间允许载流量校验电缆截面:选用MYPTJ-6/10  3×35+3×16/3+3×2.5型煤矿用金属屏蔽监视型橡套软电缆,环境温度25℃时长时允许载流量为148A,能够满足要求。
b、按电压损失校验:
查表:35mm2铜芯电缆的电阻和电抗:R0=0.588Ω/km;X0=0.078Ω/km。
△U%=(R0+X0tanφ)*PL/10U2N
=(0.588+0.078*1.02)*543*1.5/10/62=1.5%<5%
c、按短路电流校验电缆截面的热稳定性:短路点选在变压器电源电缆,根据计算三相短路电流为3.874kA。
计算电缆的最小热稳定截面:


Smin=24.2mm2<35mm2满足要求。
综合以上分析,MYPTJ-6/10  3×35+3×16/3+3×2.5型煤矿用金属屏蔽监视型橡套软电缆1500m,能够满足要求。(上述电源电缆线路末端压降均由复采区变电所6kV侧计起)。高压电缆的选择结果见表6.3.3。
2)、低压干线电缆的截面选择
选择原则为:
(1)、按照电缆的最大允许持续载流量选择电缆截面。
(2)、正常运行时电动机端电压允许偏移额定电压的±5%,个别特别远的电动机允许偏移-8~10%。
(3)、对距离最远、容量最大的电动机,应校验电动机机端的起动电压,电动机起动时的端电压不应低于额定电压的75%。
(4)、所选电缆截面必须与其保护装置相配合,电缆末端的最小两相短路电流应大于其馈电开关整定电流值的1.2倍。
(5)、在最大运行方式下,用电缆首端发生三相短路电流时的热稳定校验电缆截面。
根据以上原则经综合选择确定各低压干线电缆的截面。
低压干线电缆的型号规格及长度参见供电系统图。低压干线电缆的选择结果见表6.3.4。
3)、低压支线电缆的截面选择
由1140V矿用隔爆兼本质安全型真空馈电开关;1140V矿用隔爆型磁力起动器引至各用电设备的支线电缆均按相应电缆的最大允许持续载流量选择截面,并校验线路末端的电压损失。
综合以上分析,由1#干式变压器引至工作面采煤机的电源电缆选用MCP-0.66/1.14 3×120+1×50+3×4型煤矿用移动屏蔽软电缆200m,其电源电缆线路末端压降为1.75%能够满足要求。
由1#干式变压器引至工作面前、后刮板机设备的电源电缆选用MYP-0.66/1.14  3×50+1×16,长度为100m,其电源电缆线路末端压降为0.63%;
由2#干式变压器引至运输顺槽胶带机的电源线干电缆选用MYP-0.66/1.14 3×50+1×25,长度为200m,其电源电缆线路末端压降为0.83% 。
低压支线电缆的型号规格及长度参见供电系统图。
3、电气设备选型及保护整定
井下高、低压配电装置的选型均满足《煤矿安全规程》关于井下电气设备的选用规定。井下高、低压配电装置具有产品合格证和煤矿矿用产品安全标志。
1)、6kV高压配电装置选型及整定
采区变电所向各干式变压器配电的6kV高压配电装置选用PJG-6Y型矿用隔爆型高压真空配电装置。高压配电装置的额定电流和额定电压按照用电负荷的工作电流和额定电压选择,并校验其短路开断容量。
高压配电装置过载保护动作电流的整定值按照躲过最大负荷电流确定;短路保护动作电流的整定值按照躲过最大一台电动机的起动电流和其余设备的正常工作电流之和确定,并按照高压线路末端最小两相短路电流校验可靠动作系数不小于1.5。
PJG-6Y型矿用隔爆型高压真空配电装置额定短路开断能力12.5KA>3.874KA(变电所母线段),满足要求。
高压配电装置的选择及整定结果见供电系统图。
高压配电装置选择及整定表见表6.3.5。
2)、变压器选型及整定
在工作面设1台高压配电装置、1台干式变压器,复采区变电所内设1台干式变压器。工作面1#干式变压器型号为KBSG-1000/6  6/1.2kV  1000kVA,负荷率为76.7%,以1140V向采煤机、前后刮板机、转载机、破碎机等供电;复采区变电所内2#干式变压器型号为KBSG-315/6  6/1.2kV  315kVA,负荷率为95.67%(利用现有设备),以1140V向胶带输送机、乳化液泵站、喷雾泵、无极绳绞车、探水钻等供电。
矿用隔爆型干式变压器低压侧过载保护动作电流的整定值按照躲过低压侧最大负荷电流确定;短路保护动作电流的整定值按照躲过低压侧最大一台电动机的起动电流和其余设备的正常工作电流之和确定,并按照低压线路末端最小两相短路电流校验可靠动作系数不小于1.2。
变压器的选择及整定结果参见供电系统图。
干式变压器选择及整定表见表6.3.6。
3)、1140V低压配电装置选型及整定
工作面1140V侧用电设备选用QJZ型矿用隔爆兼本质安全型真空启动器、QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器。1140V侧KBZ型矿用隔爆型真空馈电开关的额定电流和额定电压按照用电设备的工作电流和额定电压选择,并校验其短路开断容量。QJZ型矿用隔爆兼本质安全型真空启动器、QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器的额定电流和额定电压按照用电设备的工作电流和额定电压选择。
低压配电装置过载保护动作电流的整定值按照躲过低压侧最大负荷电流确定;短路保护动作电流的整定值按照躲过低压侧最大一台电动机的起动电流和其余设备的正常工作电流之和确定,并按照低压线路末端最小两相短路电流校验可靠动作系数不小于1.2。
低压配电装置的选择及整定结果参见供电系统图。本设计计算的过载整定值和速断整定值均为理论值,现场要重新根据各变电所的短路电流、导线及各个电气设备的特性参数、运行方式等实际情况具体设定。主要低压配电装置选择及整定表见表6.3.7。
二、设备布置形式
1、电气设备布置形式
在工作面附近的运输顺槽中设置高压配电点:工作面高压配电装置、干式变压器(1#干式变压器型号为KBSG-1000/6  6/1.2kV  1000kVA)放置在专用的设备列车上。KJZ-630/1140型矿用隔爆兼本质安全型真空馈电开关、KBZ-400/1140型矿用隔爆型真空馈电开关、QJZ-400/1140和QJZ-200/1140型兼本质安全型真空磁力起动器均放置在专用的设备列车上。以1140V电压向采煤机、前后刮板机、破碎机、转载机等供电。
在复采区变电所设置2#干式变压器型号为KBSG-315/6  6/1.2kV  315kVA,以1140V电压向胶带机、乳化液泵站、喷雾泵、无极绳绞车、回柱绞车、探水钻、照明等供电。
2、工作面照明
工作面、转载机头、胶带机头、运输巷内设置照明系统。综采面照明灯具采用DGC18/127L 127V型自移支架矿用防爆荧光灯及控制开关,每隔15米一盏灯。其余地点的照明灯具采用DGS24/127型矿用防爆LED巷道灯, 每30m一灯。为保障井下照明安全,矿用隔爆照明变压器综合保护装置及矿用防爆灯具必须选用保护齐全、经检验合格的产品。3106工作面照明布置图详见插图6.3-1。
三、机电设备保护措施
复采区变电所向工作面高压配电装置、干式变压器配电的6kV高压配电装置选用PJG-6Y型矿用隔爆型高压真空配电装置。工作面1140V侧用电设备选用KJZ-630/1140矿用隔爆兼本质安全型真空馈电开关、KBZ-400/1140矿用隔爆型真空馈电开关供电,1140V侧用电设备选用QJZ型矿用隔爆兼本质安全型真空启动开关供电,QBZ型矿用隔爆型真空启动器供电,选用KBSG型矿用隔爆型干式变压器,变压器中性点不接地。
工作面配电网路均设有过流、短路保护装置。工作面动力变压器、高压电机的高压控制设备均设有短路、过负荷、接地和欠压释放保护。变电所6kV出线回路均装设有选择性的单相接地保护装置,由变电所为工作面变压器馈电的高压开关装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置和作用于信号的电缆绝缘监视保护装置;低压馈出回路均装设有检漏保护装置或带选择性的漏电保护装置,能自动切断漏电的馈电线路,由变压器引出的低压馈出回路均装设短路、过负荷和漏电保护装置。低压电动机的控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护及远程控制装置。
工作面运输顺槽胶带机电控装置选用一套可编程胶带电控成套装置,该系统具有胶带机跑偏、纵撕、超温、打滑(速度保护)、烟雾、堆煤、电机故障等保护功能,并具有自动洒水、故障报警和联网集控等功能。
井下主排水泵房水仓内设主接地极,采区变电所和工作面各高低压配电点、变压器及动力电缆的金属连接装置处均设局部接地极。局部接地极应设在巷道排水沟、积水坑内或其他就近的潮湿处。所有局部接地极和电气设备的保护接地装置均可靠连接,并同主接地极相连,形成井下总接地网。任一组主接地极断开时,井下总接地网上任一保护接地点的接地电阻值,不得超过2Ω。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值不超过1Ω。电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、金属构架,铠装电缆的钢带(或钢丝)、铅皮及屏蔽护套等均设有保护接地。
设在水沟内局部接地极采用面积不小于0.6m2,厚度不小于3mm的耐腐蚀性钢板;设在其他地点的局部接地极采用直径不小于35mm,长度不小于1.5m的镀锌钢管,管上至少钻20个直径不小于5mm的透孔,垂直全部埋入底板。
接地主母线采用截面不小于50mm2的铜母线或40×4mm的镀锌扁钢,电气设备的外壳与接地主母线或局部接地极的连接,电缆连接装置两头的铠装、铅皮的连接,均采用截面不小于25mm2的铜线或25×4mm的镀锌扁钢。
为防止地面雷电波侵入井下,由地面直接入井的金属轨道、胶带机机架及各种露天架空引入(出)的金属管路等,在井口附近将金属体做不少于2处的良好的集中接地。
第四节 机电设备管理措施
1、一般措施
(1)各工种必须经过培训,考试合格后,持证上岗(特殊工种要持有特殊工种操作证),并严格按照《操作规程》及矿有关规定执行。
严格执行设备包机责任制,做到定设备、定人员、定责任。
检修承包要在班后填写当班检修记录和所需备件情况及机电四检表,并向值班人员汇报设备运转情况,验收落实签字。
确保设备完好达到95﹪以上,主要设备完好。
(2)机电管理机构健全,制度完善,责任落实,设备台账、技术图纸等资料齐全。
(3)检修或处理事故时,要避开危险地段,如遇局部顶板(煤)破碎,必须支好临时支护,维护顶板、煤壁,经班长检查后,确认安全方可工作。
(4)所有电气设备在检修前,必须将设备及影响检修人员的其它设备的开关打至手把的零位并闭锁,挂“有人工作,不准送电”的标牌,并派专人看管,检修结束后,只允许执行本项检修工作的负责人才有权取下此标志牌,通知撤人送电。
(5)容易碰倒的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或加栏等防护设施。
(6)设立专职油脂润滑工,坚持润滑油品的“五定”、“三过滤”、“三清洁”原则。
“五定”:定点、定质、定量、定期、定人;
“三过滤”:检验合格的油品进固定油桶是一级过滤;固定油桶进加油工具是二级过滤;加油工具进入设备润滑点是三级过滤;
“三清洁”:储油器清洁、加油工具清洁、注油孔隙及周围清洁。
(7)机电换大件另行编制专项措施。
2、采煤机方面的安全措施
(1)采煤机检修时,必须先将前部输送机及本机停电闭锁,开机之前,开机人员必须巡视采煤机周围,确认安全后方可开机。
(2)采煤机检修滚筒或更换截齿时,必须将机组离合器摘开,并停电闭锁。
(3)对接机组两部件时,严禁有人将身体的任何部位伸到对接部件之间,防止发生意外。
(4)进入机道检修前,要检查煤壁、顶板等安全情况,在采取安全措施且必须护顶背帮确认无误后,方可进入检修。
3、三机方面的安全措施
(1)带式输送机必须安装保护装置,且动作要灵敏可靠。
(2)带式输送机及转载机必须设有人行过桥。
(3)接转载机、工作面刮板输送机链时,必须用紧链器,严禁用点动本身电机的方法接链。
(4)处理输送机刮板链落道时,必须由当班跟班干部检查事故区域的顶板煤壁,确认安全后方可用支架起吊,否则必须用专用起吊工具起吊,转载机可用相应吨位吊链起吊。
(5)起吊输送机时,人员要远离起吊地点,将溜槽挡煤板倒起吊一定高度,检查无危险后,在起吊处用短圆木支设牢固,短圆木直径不小于180mm,且每节溜槽下至少间隔垫两个,垫好后,必须试压,确认安全后方可作业。
4、检修后部输送机时的措施
(1)将开关打“零”位并闭锁。
(2)将检修地点附近支架升紧,回转梁升起之后不可有人在附近操作支架。
(3)其余同前运输机的检修。
5、电气设备方面的安全措施
变电所6kV高压配电设备选用PJG-6Y矿用隔爆型高压真空配电装置;变压器选用KBSG型矿用隔爆干式变压器。1140V低压配电设备选用KBZ型矿用隔型智能化真空馈电开关。采煤机、刮板输送机、转载机等大功率设备采用QJZ系列矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器,该电磁起动器还可与甲烷传感器相连,用于检测回采工作面的瓦斯浓度,当其超限时起动器跳闸。该起动器还具有过载、短路、断相、及漏电闭锁保护功能。工作面电动机控制设备,均采用真空磁力起动器。
(1)防止触电事故
严格执行停、送电制度,并按停电票、操作票中的要求进行检修。
井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。所有开关的闭锁装置均能可靠地防止擅自送电,防止擅自开盖操作,并悬挂“有人工作,不准送电”字样的警示牌,只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。
操作高压电气设备主回路时,操作人员必须带绝缘手套,并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上;手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分有良好的绝缘。
容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分均加装了护罩、遮栏等防护措施。
井下配电系统同时存在2种或者2种以上电压时,配电设备上应当明显地标出其电压额定值。
(2)瓦斯超限后的断电措施
工作面某地点瓦斯超限后,安装在该地点的瓦斯传感器会将测到的瓦斯数据传给监控分站,分站会向控制该地点的断电仪发出断电信号,断电仪会控制该处的KBZ型矿用隔型智能化真空馈电开关断电;断电后,必须停止工作,查明原因,采取措施,进行处理。采煤机采用的QJZ矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器还可与甲烷传感器相连,用于检测工作面的瓦斯浓度,当其超限时起动器跳闸。
恢复供电时,所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内,都必须检查瓦斯,只有瓦斯浓度符合本规程规定时,方可人工开启。
(3)工作面电气设备、电缆的检查、维护和调整
工作面设备选型电器和电缆应选用具有出厂合格证、安全标志、安全性能检查并签发合格证的产品。井下防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备,必须立即处理或更换,严禁继续使用。每班使用前,必须对综合保护装置进行1次跳闸试验。完善刮板运输机、各电器设备及线路送配电的可靠性。
坚持先培训后上岗制度,杜绝违章指挥,违章作业。发生电气或其它事故后,所有闭锁设备动作,事故排除以后,设备能够手动解锁投入正常运行。
井下水平巷道或倾角在30°以下的井巷中,除手持式或移动式设备的电缆外,其它电缆均采用在巷道壁或巷道顶板用电缆挂架敷设,挂架间距不超过3m;倾角在30°以上的井巷中,电缆用电缆卡子夹持装置敷设,电缆卡子间距不超过3m。高低压电缆敷设在巷道同一侧时,高压和低压电缆之间的距离大于100mm,高压电缆之间、低压电缆之间的距离大于50mm。
井下电缆需要连接的地方均用隔爆接线盒连接。在井下,橡套电缆的修补连接采用冷补方式。
严格按要求对工作面电气设备、电缆进行检查和调整,配电系统断电保护装置的整定检查不超过6个月,所有检查和调整结果应当记入专用的记录簿内。检查和调整中发现的问题应当指派专人限期处理。
(4)电器设备搬迁和检修
检修工必须佩戴常用检修工具:钢丝钳1把、扳手1把、电工刀1把、电笔1支、螺丝刀2把、电工带1个、电工包1个。
井下电器设备搬迁或检修前,先切断电源,检查瓦斯,在其巷道风流中瓦斯浓度低于0.8%时,并用验电笔检验;确认无电后,方可进行导体对地放电。本设计井下选用的所有开关的闭锁装置均能可靠地防止擅自送电、擅自开盖等操作。
低压馈电线路设有短路、过负荷和漏电保护;低压电机有短路、过负荷、断相、漏电闭锁等保护。电气设备的其它安全措施按照规程和有关规定执行。
6、起重方面的安全管理措施
(1)起吊大型机电设备时要编制安全技术专项措施,并严格落实。
(2)井下使用的手拉葫芦严禁超负荷起吊或斜吊,悬挂手拉葫芦的支承点必须牢固、稳定。
(3)吊挂、捆绑用钢丝绳和链条的安全系数应不小于6。
(4)操作时应首先试吊,当重物离地后,如运转正常,制动可靠,方可继续起吊,作业时操作者不得站在重物上面操作,也不得将重物吊起后停留在空中而离开现场。
(5)起吊过程中,严禁任何人在重物下行走或停留。
(6)上升或下降重物的距离不得超过规定的起升高度,以防损坏机件。
(7)现场使用的吊具、索具参照《LD48起重机械吊具、索具安全规程》、《GB/T30587-2014钢丝绳吊索环索》中的相关规定。
第五节 工作面监控系统
矿井装备了一套KJ83N安全监控系统,对井下生产环境以及各主要生产设备运行状态进行实时数据采集、传输、显示、记录,使有关人员能够及时、准确、全面地了解井下环境状况,达到对各类灾害的早期预测,一旦发现有瓦斯超限立刻声光报警,并进行风、电、瓦斯闭锁,防止事故的发生。矿方要根据国家煤矿安监局关于印发《煤矿安全监控系统升级改造技术方案》煤安监函〔2016〕5号文件,对本矿安全监控系统进行有针对性地升级改造。
在综放工作面安装KJF39-2监控分站,在工作面、上隅角和进回风顺槽按规定安装各种传感器。对工作面瓦斯情况进行连续监测,并传入计算机系统。分站电源采用隔爆兼本质安全型,有相应的防爆合格证和产品检验合格证及安全标志。具有接收各种标准信号的能力,即:1-5mA、200-1000HZ。分站具有逻辑判断、数据处理功能和存储功能。当分站与地面主机脱机时,能独立工作,并能实现全部原有功能,恢复正常后,能将存储的数据补充传送到主机。工作面分站电源箱能适应AC 127V、AC660V、AC380V 、AC220V(地面调试用)输入电源电压,电压波动范围为90%~110%(地面),75%~115%(井下)。在满负荷情况下,在分站备用电池能独立供电大于2小时监测设备应符合国际、国家及行业的有关规程、规范、标准。遵循先进、成熟、适用、可靠的原则,选用具有出厂合格证、安全标志、安全性能检查并签发合格证的产品。传感器的设置应符合2016版《煤矿安全规程》、《AQ 1029-2007煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》要求,根据晋城市煤炭工业局下发的《晋城市煤炭工业局关于进一步加强煤矿瓦斯管理工作的通知》晋市煤局瓦字[2011]516号文件要求,采掘工作面等重要区域甲烷传感器报警值、断电值、复电值下调20%。
1、瓦斯监测监控
3106工作面传感器布置设置如下:
(1)回采工作面
在回采工作面回风顺槽距离切眼工作面(小于等于10m)设有甲烷传感器一个。甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度及断电范围:甲烷传感器报警浓度≥0.8%CH4;甲烷传感器断电浓度≥1.2%CH4;复电浓度<0.8%CH4;断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
在工作面上隅角设有瓦斯传感器一个。甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度及断电范围:甲烷传感器报警浓度≥0.8%CH4;甲烷传感器断电浓度≥1.2%CH4;复电浓度<0.8%CH4;断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
采煤机:甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度及断电范围甲烷传感器报警浓度≥0.8%CH4;甲烷传感器断电浓度≥1.2%CH4;复电浓度<0.8%CH4;断电范围:采煤机及工作面刮板输送机电源。
(2)工作面回风巷
在回风顺槽距回风口附近(10~15m)设瓦斯传感器一个。甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度及断电范围:甲烷传感器报警浓度≥0.8%CH4;甲烷传感器断电浓度≥0.8%CH4;复电浓度<0.8%CH4;断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
在采煤工作面回风巷中部设置的甲烷传感器1台,甲烷传感器报警浓度≥0.8%CH4;甲烷传感器断电浓度≥0.8%CH4;复电浓度<0.8%CH4。断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
在顺槽风门处设有风门开关传感器一对,并安装有声光报警器。当两道风门同时打开时,发出声光报警信号。
采煤工作面粉尘传感器,安装位置:回风巷距工作面15m内处的回风流中,粉尘报警浓度≥150mg/m3。
在回风顺槽风门处设有风门开关传感器一套,风门语音箱1个。
(3)运输巷
在运输巷机电设备馈电开关出线侧设置馈电断电器2台,监测控制工作面采煤机、刮板机等设备用电状态。
运输巷带式输送机滚筒下风侧10~15m处应设置一氧化碳传感器,报警浓度≥24ppm。设置烟雾传感器一个。
(4)避难硐室安全监控系统设置
3106工作面共配备2个临时避难硐室,设计在每个避难硐室内配备成套的独立检测仪器仪表1套,检测内容按暂行规定执行。另外在避难硐室内除配置独立检测装置外,再设置1台与矿井安全监测监控系统联网的矿井监测系统分站,并配置氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、温度等与分站配套的传感器,实现对避难硐室内外的环境参数进行实时监控。
由矿用通讯电缆敷设至避难硐室。在进入避难硐室前穿钢管防护,确保在灾变发生时不被破坏。
避难硐室与调度监控中心之间的直通调度电话、人员定位及无线通信等系统。
3106工作面传感器布置图详见插图6.5-1。
瓦斯传感器垂直顶板吊挂,距顶梁不大于300mm,距巷帮不小于200mm;传感器监控断电范围为工作面及回风巷中全部非本质安全型电型设备。
一氧化碳传感器应垂直悬挂在巷道的上方风流稳定的位置,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷壁不得小于200mm,并应安装维护方便,不影响行人和行车。一氧化碳传感器,报警浓度为24PPM。
风门传感器设置地点,每对风门严禁同时打开,当两道风门同时打开时,发出声光报警信号。
2、监控分站及线缆
3106工作面安装1台分站,分站安装在复采区变电所,分站电源引自被控开关电源侧。
3、监控系统管理
3、监控系统管理
(1)安全监控设备必须具有故障闭锁功能。当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或者故障时,必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁;当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后,自动解锁。
安全监控系统必须具备甲烷电闭锁和风电闭锁功能。当主机或者系统线缆发生故障时,必须保证实现甲烷电闭锁和风电闭锁的全部功能。系统必须具有断电、馈电状态监测和报警功能。
(2)安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧或者专用电源,严禁接在被控开关的负荷侧。
安装断电控制系统时,必须根据断电范围提供断电条件,并接通井下电源及控制线。
改接或者拆除与安全监控设备关联的电气设备、电源线和控制线时,必须与安全监控管理部门共同处理。检修与安全监控设备关联的电气设备,需要监控设备停止运行时,必须制定安全措施,并报矿总工程师审批。
(3)安全监控设备必须定期调校、测试,每月至少1次。
采用载体催化元件的甲烷传感器必须使用校准气样和空气气样在设备设置地点调校,便携式甲烷检测报警仪在仪器维修室调校,每15天至少1次。安全监控设备发生故障时,必须及时处理,在故障处理期间必须采用人工监测等安全措施,并填写故障记录。
(4)必须每天检查安全监控设备及线缆是否正常,使用便携式光学甲烷检测仪或者便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照,并将记录和检查结果报矿值班员;当两者读数差大于允许误差时,应当以读数较大者为依据,采取安全措施并在8h内对2种设备调校完毕。
(5)矿调度室值班人员应当监视监控信息,填写运行日志,打印安全监控日报表,并报矿总工程师和矿长审阅。系统发出报警、断电、馈电异常等信息时,应当采取措施,及时处理,并立即向值班矿领导汇报;处理过程和结果应当记录备案。


目  录
前 言    1
第一章 井田概况及地质特征    7
第一节  矿井概况    7
第二节 采区概况    17
第三节  地质特征    19
第四节  放顶煤工作面基本情况介绍    41
第二章 工作面布置及采煤方法    45
第一节 工作面布置    45
第二节 采煤方法    49
第三节 采煤工作面装备    51
第三章 回采工艺    60
第一节 回采工作面的回采工艺    60
第二节 提高煤质和采出率的措施    69
第四节  工作面主要技术经济指标    76
第四章  放顶煤开采设计的安全技术措施    77
第一节  工作面顶板管理    77
第二节  通风管理    92
第三节  瓦斯防治    97
第四节  瓦斯抽采    99
第五节  粉尘防治    100
第六节  防灭火管理    104
第七节  水害防治    109
第八节  灾害应急措施及避灾路线    117
第九节  “六大系统” 紧急避险系统    122
第五章  复采工作面掘进和回采安全技术措施    127
第一节 掘进安全技术措施    127
第二节  回采安全技术措施    135
第六章  工作面电气    148
第一节 供电电源    148
第二节 电力负荷    148
第三节 3106工作面供配电    149
第四节 机电设备管理措施    156
第五节 工作面监控系统    161


附  录:
1、设计委托书;
2、采矿许可证;
3、安全生产许可证;
5、沁和能源集团有限公司文件沁和发【2017】180号文件“关于《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层复采区矿井瓦斯涌出量预测报告》的批复”;
6、沁和能源集团有限公司文件沁和发【2017】159号文件“关于对《沁和能源集团有限公司永安煤矿地面瞬变电磁勘探报告》的批复”;
7、沁和能源集团有限公司永安煤矿煤层注水可注性鉴定报告;
8、2018年山西煤矿设备安全技术检测中心出据的沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层爆炸性鉴定报告;
9、2018年山西煤矿设备安全技术检测中心出据的沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层自燃倾向性鉴定报告;
10、《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层残缺资源补充勘探地质报告》的批复;
11、《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层复采初步设计》的批复;


设 计 委 托 书

太原正越工程设计有限公司:
根据国家煤矿安全监察局加强煤矿放顶煤开采安全管理工作精神,为了提升工作面生产能力,保证放顶煤工作面安全生产,特委托贵公司编制我矿放顶煤工作面开采设计,以提高放顶煤工作面资源回收率,提升放顶煤工作面安全生产管理水平,设计原则如下:
1、工作面设计生产能力:60万t/a。
2、本设计开采3号煤层,对3106复采放顶煤工作面进行设计。
3、投资少、见效快,经济合理。
4、其他要求按国家及地、市主管部门现行的有关煤矿安全生产规定执行。

特此委托

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