肥城新查庄煤矿安全程度评估报告.docx
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肥城新查庄煤矿安全程度评估报告
一、矿井概况及年度生产情况
山东新查庄矿业有限责任公司位于山东省肥城市石横镇境内,西南距石横镇4.3公里,东距肥城市26公里,距肥城矿业集团有限责任公司所在地17公里,交通十分便利。
矿井所处周围区域为两面环山,北高南低,东高西低,向西南开阔的盆地。
井田处于肥城煤田西北端。
该井田地处北温带半湿润大陆性季风气候区,年内四季分明。
年平均气温为13.5℃,最高气温39.6℃(1958年6月27日),最低气温-18.5℃(1953年1月16日),最大冻土深度4.8cm。
年平均降雨量650mm,最高年降水量1082.7mm(1964年),最低降水量336.1mm(1989年),最大日降水量208.1mm(1973年7月)。
历年雨季多集中于7、8、9三个月份。
最大积雪深度为250mm,下雪降霜一般在每年的11月至次年的3月。
年平均蒸发量1738.25mm,最大蒸发量2381.1mm(1960年),最小蒸发量1196.6mm(2008年)。
本区多季节风,春秋夏三季以东南风为主,有时转北风,冬季以北风为主,年平均风力2.8级。
井田内主井、副井、中央风井井筒地面标高均为+73.55m,北风井井筒地面标高为+81.0m。
历史最高洪水位为+72.89m;井田北部(北风井处)的北大留村历史最高洪水位为+80.7m。
该矿(原查庄煤矿于2009年3月27日改制成立)由华东煤炭设计研究院设计,1960年破土兴建,1968年4月建成投产,设计能力为年产60万吨。
1972年与南部中高余小井合并生产,1977年产量达到132.75万吨,1988年10月煤炭部以<86>煤生字第720号文批准查庄煤矿矿井改扩建工程初步设计,设计生产能力150万吨/年,1988年动工,2003年竣工。
2010年生产能力复核为110万吨/年。
2010年实际原煤产量92.6万吨。
2011年1-9月份生产原煤77.2万吨,全年预计产量106万吨。
二、矿井灾害因素及安全开采条件
(一)主要可采煤层赋存条件及储量
该井田范围东以F3、F25断层,F3、F25之间以地面铁路专用线垂直划分与鑫国公司井田为界;西以F5断层为界;南上组煤至露头,下组煤以63水22、西检4、241、75水1四个地面钻孔孔口座标连线垂直划分与临沂矿业集团公司马坊井田为界;北以F1-2断层为界;东北以F7断层与白庄井田为界。
采矿许可证C;有效期限:
2008年12月19日至2014年4月1日;20个拐点圈定了矿井边界,井田最大东西走向长度5.6km,平均走向长度4.25km,最大南北倾斜宽度4.8km,平均倾斜宽度3.67km,井田面积15.531km2。
该区煤层均分布在山西组地层中部和太原组地层下部,含煤地层总厚度250~275m,共含煤17层,总厚度16.34m;其中可采及局部可采煤层10层(12个分层),即1、2、3Ⅰ、3Ⅱ、4、5、6、7、8、9、10Ⅰ、10Ⅱ层煤,可采煤层总厚度为15.40m。
目前开采煤层主要为上组煤2、3煤层,下组煤5煤层和7、8煤层局部试采(因底板承压水的影响)。
2煤层煤厚0~1.85m,平均0.98m,煤层在靠近F42断层处变薄至0.70m,东北部变薄、尖灭。
厚度变异系数39.8%,属不稳定煤层,煤层结构较简单,局部煤层中部含粘土质粉砂岩夹石一层,厚约0.05~0.1m。
下距3Ⅰ层煤约0.01~12.1m,间距变化西小东大,深部北小南大。
2煤层直接顶板为灰色粗粉砂岩,泥质胶结,具水平层理,团块状结构,厚度0.3~6.42m,平均2.92m,直接顶之上局部有一层厚约0.1m左右的煤线,顶板平整,裂隙发育中等,基本顶为灰白色中细砂岩,钙质胶结,含暗色矿物,初跨步距7~10m,为中等稳定顶板,来压明显,初压步距10~20m,来压强度为Ⅲ级,周压步距5~10m。
直接底板为灰色~深灰色泥质粉砂岩,泥质胶结,含植物根部化石碎片,局部含菱铁矿结核。
3煤层在F40断层以西,306孔、荣75-1孔及98孔以北为合并区,煤厚4.50~5.00m,其它块段为分叉区,分为3Ⅰ和3Ⅱ两个分层。
3Ⅰ层煤分布于+10~-750m,厚1.10~4.70m,平均2.20m;可采性指数0.97,厚度变异系数28.9%,属较稳定煤层;井田内3Ⅱ层煤分布于+10~-553m,厚0.40~3.05m,平均1.62m,可采性指数0.85,厚度变异系数32.0%,属较稳定煤层;3Ⅰ煤层和3Ⅱ煤层间距为0~20m,平均5.0m左右,西北小,东南大。
3Ⅰ煤层结构较简单,煤层下部含0~2层粘土岩夹石,厚度为0~0.4m,平均0.1m左右;3Ⅱ煤层结构复杂,煤层上部含1~2层粘土质粉砂岩夹石,厚度一般为0.2m~0.4m,夹石厚度西、南部小,东北部大;由于夹石厚度变化,井田东北部3Ⅱ层煤为三个分层,第一分层与第二分层间距为0~5.0m,第二分层与第三分层间距为0.2~1.2m,分层厚度均为0.4~1.0m。
3Ⅱ煤层下距4煤层平均38.0m左右。
3煤层顶板:
在与2层煤合层区,直接顶板为灰~深灰色泥质粉砂岩,在分层区3I层煤直接顶板为灰色粉砂岩、粉细砂岩互层和灰白色中细砂岩,厚度为2.0~12.1m,平均7.9m,顶板比较平整,裂隙发育中等。
3Ⅱ煤层直接顶板为灰色粉砂岩、粉细砂岩互层,厚度为0~14.5m,平均5.0m,顶板比较平整,裂隙发育中等,节理发育,初跨距离5~15m,周期来压不明显,来压强度为Ⅱ级。
合并区3煤层底板为泥质细砂岩,其下为灰白色中砂岩,含暗色矿物。
分层区3Ⅱ层煤直接底板为粘土岩或泥质粉砂岩,团块状结构,组织致密,含植物化石,具可塑性,遇水变软造成支柱“钻底”,属Ⅱ类底板。
5煤层分布于-70~-415m之间,区内仅在-300m水平以上局部可采,煤厚0.18~1.44m,平均1.07m。
浅部个别钻孔煤厚1.60m~1.80m。
工业广场周围有较大块段不可采,属不稳定煤层,矿井南部-150m水平及-250m水平浅区域已采,-350m水平以上的,F42断层与F27断层之间的5500采区的5层煤已部分回采。
煤层结构简单。
上距4煤层为58.0~92.0m,平均72.0m左右。
直接顶板为深灰色粉砂岩,泥质胶结,内含泥质或碳质植物化石碎片,厚度1.0~4.0m,平均1.5m,性脆易碎,具滑面,含黄铁矿及菱铁矿结核,节理比较发育,属中等稳定顶板,节理发育,易碎;初垮步距7m~10m,为不稳定顶板;来压不明显,老顶的初次来压步距为17m~25m,周期步距9m~11m,来压强度为Ⅰ级。
底板为灰色至深灰色粉砂岩,上部含泥质或钙质结核,中部具水平层理,内含暗色岩屑,以石英为主,下部有完好腕足类化石,厚度4.0~20.0m,平均9.5m。
7煤层井田内全部可采,分布于-11~-820m,煤厚0.70~2.25m,平均1.46m,属稳定煤层,新综6勘探线以西矿井西南部-400m以浅区域已采近半,其余全为保有部分。
煤层结构较简单,煤层中部含一层稳定的灰褐色粘土岩夹石,厚度为0.05~0.4m,平均0.1m左右。
该煤层上距6煤层为12~25m,平均18.0m左右,下距四灰15.0~25.0m,平均20.0m左右。
7煤层直接顶板为深灰色粉砂岩,泥质胶结,结构致密,上部具砂粉互层,断口平坦,具水平层理,含植物化石碎片和黄铁矿,下部含菱铁矿结核及腕足类化石,厚6.0~24.0m,平均12.0m,性脆,较平整,垂直节理及裂隙发育,来压强度为一级,属中等稳定顶板。
基本顶板为中细砂岩,较坚硬,属Ⅲ类顶板,初垮步距为10~18m,初压步距为15~20m,周压步距为8~15m。
采用垮落法管理。
直接底板为粉砂质泥岩,厚0.95~7.82m,平均5.0m;致密性脆,强度较低,属Ⅳ类底板。
8煤层井田内属于全部可采煤层,分布于-32~-900m,煤厚0.73~2.98m,平均1.90m;属稳定煤层。
煤层结构较简单。
8层煤直接顶板为灰色四灰,质较纯,厚层块状结构,下部含燧石有丰富纺锤虫化石,体型大保存完好,厚3.0~7.96m,平均5.0m,岩性坚硬,底面凹凸不平,垂直裂隙较发肓,常常形成复合顶板或二合顶,属非常稳定顶板。
裂隙发育,大面积悬露不易冒落。
初垮距离18m~20m,为中等稳定顶板,周压步距9m~12m,来压强度为Ⅲ级。
一般不自行垮落,往往只缓慢下沉,采用冒落法管理顶板。
8层煤直接底板为灰色~深灰色粉砂岩,无层理,底板含小球状结核和带状黄铁矿,厚度为4.6~8.2m,平均6.0m,局部有薄层粘土岩,属Ⅱ类。
截止2010年12月底矿井保有资源储量12919.7万吨(见分煤层分煤类资源储量统计表)其中:
储量603.5万吨(111):
271.1万吨;(122):
332.4万吨;基础储量:
1411.6万吨(111b):
746.8万吨;(122b):
664.8万吨;资源量:
11508.1万吨(331):
5698.5万吨;(332):
1211.5万吨;(333):
4598.1万吨。
(二)水文地质
该井田主要含水层:
第四系砂礓层、山西组砂岩、太原群第一、二、四层灰岩、九煤层顶板泥灰岩、本溪群五层石灰岩、奥陶系石灰。
第四系:
厚7.5m~112m,平均35m,以砂质粘土、粘土质砂砾、粘土砂礓层等为主要成分,上部有含水砂礓层,富水中等,下部有22.5~30m的粘土层,具有良好的塑性和隔水性,基本隔绝了大气降水、地表水、孔隙水、裂隙水的下渗,经四十余年的开采证实,对矿井生产影响不大。
山西组砂岩:
为2煤层、3煤层顶底板岩性,2煤层顶板砂岩厚2.0~4.5m,底板砂岩厚5.52~14.50m,平均6.84m。
3煤层顶板砂岩厚2.22~20.61m,平均7.00m,底板砂岩平均厚4.80m,总厚14.54~44.41m,平均21.89m。
这些砂岩分布普遍稳定,裂隙、节理比较发育,含孔隙裂隙水,为开采2、3煤层时矿井充水的主要含水层,其中以第3煤层上部的老顶中砂岩含水较大,单位涌水量0.(63水20)~0.425(199孔)L/s·m。
水质主要为重碳酸氯化物钠钙水,局部为氯化物重碳酸钠钙水,矿化度0.41~0.902g/L。
水位在原始自然状态为+65.63m,对矿井充水影响不大,随采掘工程下移可自行疏干。
第一层石灰岩(一灰):
厚1.0~3.6m,平均2.01m,富水性小,开采过程中最大水量为61.4m3/h。
第二层石灰岩(二灰):
厚1.0~2.92m,平均2.0m,为6层煤直接顶板,岩溶裂隙不发育,单位涌水量为0.(63水20)~0.044L/s·m(西检4),开采过程中最大水量10m3/h(1984年12月2日7101机巷钻孔探6层煤厚度时,水量二天后减少为2m3/h),可疏干,对矿井充水无大影响。
第四层灰岩(四灰):
厚3~7.96m,平均5.5m,为8煤层直接顶板。
上距7煤层14.51~25.98m,平均20.6m;下距五灰25~43.38m,一般为34~36m。
-50m水平以上,裂隙溶洞较发育,富水性较强,-50m以下,岩溶逐渐不发育,富水性也逐渐减弱,且不均一。
但是个别区域岩溶裂隙发育,在8603泄水巷、-450m泄水巷、-450m水文补勘巷沿8层煤掘进揭露四灰裂隙宽度1~15cm,均为干裂隙。
单位涌水量为0.00025(63水5)~1.11L/s·m(63水4)。
开采-250m水平以下的7层煤时,多个工作面发生底板出水,且个别工作面出水量较大。
局部存在着五灰的垂向或侧向补给,使四灰含水层部分块段水文地质条件复杂化。
四灰水属重碳酸氯化物钙水。
九煤层顶板泥灰岩:
厚0~2.88m,平均1.20m,不稳定,是9煤层直接顶板,补给条件差,富水性弱,单位涌水量0.152L/s·m,对矿井充水影响不大。
第五层石灰岩(五灰):
厚5.5~10.58m,平均8.7m,上距8煤层22.5~43.18m,平均32~34m;距9煤层16.9~33.02m,平均24m;上距10煤层14~37m,一般16~20m;下距奥灰1.41~14.54m,平均10m左右,为灰色质纯致密厚层状细粒结晶灰岩,岩溶裂隙发育,富水性较强,水质类型属重碳酸氯化物钙镁水。
因迳流条件、构造等因素的影响,富水性不均一,具有明显的块段性和垂直分带性,靠近井田东边界五灰富水性相对中部强,西部边界在南北的中部块段五灰富水性相对较强;一般向深部岩溶发育趋于减弱,富水性呈浅大深小,但个别地段仍存在富水区。
由于五灰和奥灰间距小,受断裂构造发育的影响,水力联系十分密切,水质、水位动态与奥灰基本相同,为煤系底盘主要含水层。
随着开采标高的降低,矿压对底板破坏深度加大,在综合因素影响下更易发生底板突水,直接威胁着下组煤7、8、9、10煤层的开采。
奥陶系石灰岩(奥灰):
为煤系地层底盘强含水层,厚约800m,岩溶发育不均匀,具有成层性。
根据岩性、化学成分、岩石结构、可溶性及富水性,并结合沉积特征,可将奥灰划分为8个含水层段,其中最上一个含水层段含水量最为丰富,直接与矿井充水有关。
由于地表出露广泛,直接接受大气降水的补给,因构造作用,奥灰水极易以水平或垂直方式补给五灰,二者水力联系密切,为主要水源补给层。
奥灰是威胁下组煤开采的主要含水层。
根据2011年生产矿井地质报告预测-350m水平至-650m水平3煤层砂岩水涌水量为46m3/h~96m3/h。
-250m水平正常涌水量263m3/h,最大涌水量预计为595m3/h。
-350m水平正常涌水量为558m3/h,最大涌水量预计为2037m3/h。
-550m水平正常涌水量420m3/h,最大涌水量为1190m3/h。
自生产以来矿井涌水量最大达到2990m3/h,正常涌水量840m3/h。
按照2009年12月1日国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局下发的《煤矿防治水规定》上组煤水文地质类型为中等型,下组煤水文地质类型为极复杂型。
(三)矿井瓦斯
该井田开采煤层的煤种为气肥煤,属中等变质程度的煤种。
与瓦斯含量相关的指标含碳量一般为82.5~83.9%;挥发份为37.49~47%。
理论上分析煤层中的瓦斯含量应该是比较高的,但根据日常监测与鉴定结果看,瓦斯含量(瓦斯涌出量)并不高,初步分析主要原因是地质构造(主要指断层)及地下水径流活动的影响,从而构成了煤层中瓦斯早期运移与排放的良好条件。
根据井田勘探时期钻孔取样瓦斯分析,矿井各煤层处于瓦斯风化带瓦斯含量较低。
对未来安全生产不会产生大的影响
根据2010年山东省煤炭工业局鲁煤安管【2010】208号文件瓦斯鉴定结果审查意见,该矿井相对瓦斯涌出量为0.60m3/t,绝对瓦斯涌出量为0.86m3/min。
矿井相对二氧化碳涌出量为6.00m3/t,绝对二氧化碳涌出量为8.62m3/min。
矿井瓦斯等级定为低瓦斯、低二氧化碳矿井。
(四)煤尘爆炸危险性
根据煤炭科学研究总院重庆研究院2007年9月12日煤尘爆炸性鉴定报告:
2煤层火焰长度为390mm,煤尘爆炸指数37.49%,具有煤尘爆炸性;根据山东泰山矿产资源检测研究院2010年2月10日煤尘检测报告:
该矿井3、4、5、7、8煤层火焰长度分别1300mm、1400mm、1200mm、1200mm、1400mm,煤尘爆炸指数分别为42.27%、45.37%、47.00%、40.61%、39.07%;各煤层均具有煤尘爆炸性。
(五)煤层自然发火
根据煤炭科学研究总院重庆研究院2007年9月12日煤尘爆炸性鉴定报告:
2煤层为二类自燃,自然发火期为6-12个月。
根据山东泰山矿产资源检测研究院2010年2月10日煤尘检测报告:
该矿井3、4、5、7、8煤层均为二类自燃,自然发火期为6-12个月。
(六)地温
该井田开采范围位于地壳浅部增温带内,受地表温度影响不大。
地表年平均气温+13°C左右,井下温度在+17~21°C。
现开采深度为200~800m左右,随开采深度增加,温度略有升高;地温梯度为1°C/100m。
恒温带温度为17°C,恒温带在40m左右。
现井下无地温异常现象。
(七)地压
2煤层初次来压步距15~25m,周期来压步距5~10m。
采煤工作面直接顶初垮时来压显现明显,初次来压显现明显,对工作面的安全程度危害较大;周期来压显现不明显,对工作面的安全程度危害较小。
3煤层初次来压步距20~30m;周期来压步距10~15m。
工作面直接顶初垮时来压显现明显,对工作面的安全程度危害较大,初次来压显现明显,对工作面的安全程度危害较大;周期来压显现不明显,对工作面的安全程度危害较小。
3Ⅱ煤层初次来压步距14~20m;周期来压步距5~10m。
工作面直接顶初垮时来压显现不明显,对工作面的安全程度危害小;初次来压和周期来压显现明显,对工作面的安全程度危害较大。
5煤层初次来压步距15~20m;周期来压步距5~10m。
工作面直接顶初垮时来压显现不明显,对工作面的安全程度危害小;初压、周压时来压显现不明显,对工作面的安全程度危害较小。
7煤层初次来压步距15~20m;周期来压步距8~15m。
工作面直接顶初垮时来压显现不明显,对工作面的安全程度危害小;初压、周压时来压显现不明显,对工作面的安全程度危害较小。
8煤层初次来压步距25~35m;周期来压步距11~15m。
初压、周压时来压显现明显,对工作面的安全程度危害较大。
该井田范围内开采煤层无冲击地压危害。
三、矿井各生产系统情况
(一)矿井开拓与开采系统
1、矿井开拓方式
该矿开拓方式采用立井多水平开拓方式,目前有四个立井筒,分别是:
主井(直径4.6m)、副井(直径6.0m)、中央风井(直径4.5m)、北风井(直径5.0m)。
矿井分为三个水平:
即-150m水平、-350m水平和-550水平。
井底车场设在-250m水平,-250m水平为辅助水平。
矿井目前-150m水平已回采结束,-350m水平为主要生产水平,-550m水平为开拓延伸水平。
矿井目前主要开采3Ⅰ、3Ⅱ、5煤层,现有二个生产水平(-250m和-350m水平)和三个生产采区(3900采区、3II900下部采区和南风井5层煤柱),-550m水平正在开拓。
2、采煤工作面工艺及装备
采煤工艺为综采和高档普采,采煤工作面均采用走向长壁后退式采煤法,自然垮落法管理顶板,目前有三个回采工作面生产,其中两个综采工作面(3II915采煤工作面、南风井5层2#外面),一个高档普采工作面(3II9006采煤工作面)。
31236采煤工作面采用MG250/600-AWD1型电牵引双滚筒采煤机落煤、装煤,SGZ730/400型中双链刮板输送机装煤、运煤,ZY5800/14/32型掩护式液压支架支护顶板,端头支护采用ZYG6000/16/34型过渡型支架。
3II915采煤工作面采用MG2×160/710─WD型电牵引双滚筒采煤机落煤、装煤,SGZ730/400型中双链刮板输送机装煤、运煤,ZY4600/12/26型掩护式液压支架支护顶板,端头支护采用ZYG4800/12/26过渡型支架。
南风井五层2#采煤工作面采用MG100/238-WD型电牵引双滚筒采煤机落煤、装煤,SGZ630/150型中双链刮板输送机装煤、运煤,ZY2600/07/14型掩护式液压支架支护顶板,端头支护采用ZYG2800/09/20过渡型支架。
两巷超前支护采用四路或三路铰接顶梁棚支护顶板,顶梁棚由DZ系列或DW系列配合HDJA-1200型金属铰接顶梁组成。
3II9006#采煤工作面,采用高档普才工艺回采,使用MG-150TW型无链牵引单滚筒采煤机落装煤,SGW-150C型可弯曲刮板输送机运煤,DZ系列单体液压支柱与HDJA(B)-1000型金属铰接顶梁配套形成齐梁齐柱正悬臂铰接顶梁棚支护顶板,两端头采用不少于6架完整的DJAS-1000型双楔调角定位顶梁进行支护。
两巷超前支护采用HDJA(B)-1000型金属铰接顶梁和DZ系列单体液压支柱以及直径250mm的铁鞋配合进行超前支护。
使用综采工艺和高档普才工艺,顺槽内均采用SGW-40T型刮板输送机和SPJ-800型吊挂式胶带输送机联合运煤。
SGW-40T型刮板输送机溜槽加装挡板后运输能力为280t/h,SPJ-800型吊挂式胶带输送机运输能力为350t/h
3、掘进工作面个数及装备
掘进工作面工艺为炮掘和综掘,2011年6月份新装备一套EBZ-160二代型综掘机。
目前有10个掘进工作面,其中9个炮掘工作面,一个综掘工作面。
采用EBZ-160型综掘进机施工,采用DSJ-800/2×55KW皮带输送机配合SGW-40T刮板输送机运输。
DSJ-800/2×55KW皮带输送机运输能力为350t/h,配合SGW-40T刮板输送机运输能力为250t/h。
炮掘掘进工作面使用ZY-24型和YT-28型风动凿岩钻机凿眼,每个掘进工作面配备3部,掘进区队目前使用有48部;采用MQT-90或MQT-130/3.2型锚杆机,每个掘进工作面配备2部,矿井掘进区队目前使用的有32部。
同时每个掘进工作面配备ZQS—50/1.6S型手持式风煤钻3部,作为掘进工作面的巷帮锚杆锚注设备,矿井掘进区队目前使用的有48部。
使用P-15B型耙装机装岩的炮掘工作面;采用调度绞车(JD-1型、JD-2型、JD-2.5型)配合1吨矿车运输。
4、巷道支护形式及方法
工作面顺槽断面为梯形或矩形,支护形式为11号矿用工字钢梯形棚和锚网(索)支护。
开拓、准备巷道断面为矩形或直墙半圆拱形,采用锚网(索)和锚喷支护。
(二)、矿井通风系统
矿井通风方式为混合式。
副井进风,中央风井和北风井回风。
矿井计算需要风量8317m3/min,总进风量8549m3/min,总排风量8817m3/min,矿井负压1913Pa,等积孔4.00m2。
中央风井装备两台型号为BDK-8-№20的对旋轴流式通风机(一台工作,一台备用),配备YBF315L2-8、2×110kW电动机,转速为740r/min。
额定风量2520-4800m3/min中央风井风机总排风量为3453m3/min,有效风量率为87.3%,漏风率为2.5%,负压为1156Pa,等积孔为2.01m2。
北风井装备两台型号为G4-73-11№28D的离心式通风机(一台工作,一台备用),配备JS1512-12、330kW电动机,转速为490r/min。
额定风量5719m3/min,北风井总排风量为5364m3/min,有效风量率为87.4%,漏风率1.9%,负压为2401Pa,等积孔为2.17m2。
(三)粉尘灾害防治系统
该矿地面污水处理站的两个配水池作为井下防尘供水池(容量1100m3)
防尘管路系统:
地面污水处理站→副井井筒(Φ159mm)→-250m水平井底车场(Φ108mm)→-250m水平集中下山(Φ108mm)→-350m水平东西大巷(Φ108mm)→各生产采区(Φ89mm)→各采掘工作面(Φ50mm)。
主要运输巷、皮带输送机巷道、斜井与平巷、采区上下山、采区运输巷与回风巷、采煤工作面进回风巷、掘进巷道、煤仓放煤口、溜煤眼放煤口、卸载点等地点都敷设防尘管路,并安设支管和阀门。
井下皮带巷的管路每50m设一个三通阀门,其它巷道的管路每100m设一个三通阀门。
采掘工作面实行长、短臂煤层注水。
采煤机安装内外喷雾装置,截煤时喷雾降尘,内喷雾压力不小于2MPa,外喷雾压力不小于4MPa,喷雾流量应与机型相匹配。
如果内喷雾装置不能正常喷雾,外喷雾压力不小于8MPa,无水或喷雾装置损坏时必须停机,综采工作面液压支架安设架间喷雾,降柱、移架同步喷雾;工作面进、回风巷安设风流净化水幕,并与采煤机实现联动。
掘进工作面湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、放炮使用水炮泥、爆破喷雾、装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。
各运煤转载点、卸载点安设了防尘喷雾装置。
(四)瓦斯防治系统
矿井装备1套KJ76N型安全监测监控系统,采掘工作面分别安装了瓦斯、一氧化碳、温度等传感器,具有瓦斯浓度显示、自动报警、自动断电功能;配有AQG-1型光学瓦斯检查仪5
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