资源描述
某某煤电(集团)公司某某煤矿
矿井瓦斯等级鉴定报告
矿井名称:某某煤矿
鉴定年度:2012年
鉴定单位:某某煤电(集团)公司
编制日期:二0一二年八月
某某煤电(集团)公司某某煤矿
矿井瓦斯等级鉴定报告
(2012年度)
矿井名称:某某煤矿
鉴定机构:某某煤电(集团)公司
鉴定单位负责人:
鉴定负责人:
鉴定审核人:
报告审批人:
编制日期:二0一二年八月
某某煤矿2012年度瓦斯等级鉴定人员表
鉴定岗位
姓名
职称
专业
主要工作
签字
组 长
副组长
组 员
组 员
组 员
组 员
组 员
组 员
组 员
组 员
组 员
组 员
组 员
组 员
组 员
组 员
前 言
根据《煤矿瓦斯等级鉴定暂行办法》(安监总煤装[2011]162号)的规定和四川省安全监管局、四川煤监局关于开展2012年度煤矿瓦斯等级鉴定的通知(川安监〔2012〕95号)的要求,通过测定该矿井在正常生产和施工条件下的矿井及其各煤层、各翼、各采区、准备区、已采区等瓦斯(包括二氧化碳)绝对涌出量和相对涌出量,结合矿井历年瓦斯特殊涌出形式,确定矿井瓦斯等级,指导矿井合理地、科学地、有效地进行瓦斯治理与管理,保障矿井安全生产。同时,依据瓦斯等级鉴定结果,分析矿井瓦斯来源,预测矿井新水平、新采区的瓦斯涌出情况,为矿井新水平、新采区的“一通三防”设计、通风能力核定及安全技术管理提供可靠的依据。
目 录
一、矿井基本情况 1
(一)矿井交通位置、隶属关系 1
(二)矿井煤层、地质构造概况 1
(三)矿井核定生产能力 3
(四)矿井开拓、开采方式 3
二、矿井“一通三防”情况 5
(一)通风系统 5
(二)矿井瓦斯 6
(三)煤尘爆炸危险性和煤层自燃倾向性 8
(四)煤与瓦斯突出、瓦斯喷出情况 8
(五)矿井安全监控系统 8
(六)矿井防尘及防火系统 9
三、瓦斯等级鉴定工作 10
(一)鉴定前的准备工作 10
(二)数据采集及资料整理 13
(三)鉴定月生产状况 15
(四)鉴定结果 15
四、鉴定结果简要分析 15
五、矿井瓦斯来源与趋势分析 16
六、矿井通风、瓦斯管理存在的薄弱环节及整改措施 17
附件: 22
达竹煤电(集团)公司某某煤矿 2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告
一、矿井基本情况
(一)矿井交通位置、隶属关系
某某煤矿隶属于四川省煤炭产业集团公司全资子公司某某煤电(集团)公司,属国有重点煤矿。
某某煤矿位于达州市西南方向,地处达县石板镇和景市镇境内,行政区划属达县石板镇管辖,井田面积15.27Km2。矿区中心地理坐标:东经107°29′42″,北纬31°2′37″。主平硐井口标高+330m。
矿井至达州市区约27km,有5km的水泥公路与210汉(中)渝(重庆)国道相通,达成高速公路从矿区通过;距达州火车站约35km,铁路南可至重庆,北至万源等,交通较为方便。井田西侧有铜堡河流过,因下游建有金盘子水电站,蓄水颇丰,可以舟楫。
(二)矿井煤层、地质构造概况
(铁山南矿范例)矿区井田内煤系地层为陆相沉积,岩性变化大,含煤层数多,加上古河流冲蚀,稳定性差;煤系地层的沉积环境具有明显的冲积旋回特征,旋回下部为河道滞留及边滩沉积,与下伏岩石冲刷接触,旋回上部为泛滥平原沉积。矿井井田内含煤地层为须家河组三、五、六段,分别称中煤组和上煤组,第三段含煤性差,第一段在井田内大都缺失。须家河组第五段(中煤组)中第一带和第三带共含煤14层,可采煤及局部可采煤2层(K11、K14)总厚0~1.31m。须家河组第六段(上煤组)中第二带、第四带为含煤带,共含煤13层,可采及局部可采煤7层(K16、K20、K21、K22、K24、K25、K26),总厚0.10~7.30m。目前井田内开采煤层为:东翼K21、K22;西翼K21、K24、K25、K26煤层。
K26煤层:赋存于西翼(T3xj6-4)含煤带上部,复合煤层,厚度0~3.59米,平均1.30米,不稳定煤层,顶板为砂质泥岩及粘土岩,局部顶板为细砂岩;底板为K25煤层顶板。
K25煤层:位于(T3xj6-4)含煤带中部,煤层平均厚度0.72米,简单结构煤层,不稳定煤层,顶、底板以泥岩或砂质泥岩为主。
K24煤层:位于(T3xj6-4)含煤带中下部,平均厚度0.53米,为单一结构煤层,不稳定煤层,顶、底板多为泥岩,少数为砂质泥岩。
K22煤层:位于(T3xj6-2)含煤带中部,煤厚0.49米,单一,不稳定煤层,顶板大部分为中粒砂岩,局部地部为砂质泥岩、泥岩,底板为泥岩。
K21煤层:位于(T3xj6-2)含煤带中部,为井田主采煤层,东翼煤厚0.5~1.45米,平均1.25米,较稳定,西翼煤厚0.4~0.50米,不稳定,煤层顶底板均以砂质泥岩、泥岩为主。
K14煤层:位于(T3xj5-3)含煤带顶部,煤厚0.40~1.0米,平均0.51米,顶板大部分为粉砂岩~中粒砂岩,底板为砂质泥岩、泥岩为主,含高炭泥岩夹矸一层。K11煤层:位于(T3xj5-1)含煤带底部,煤厚0.20~0.65米,平均0.34米,极不稳定煤层,顶、底板以泥岩、砂质泥岩为主。
(三)矿井核定生产能力
2006年经四川省经济委员会进行核定,矿井核定生产能力60万t/a,通风能力核定为85万 t/a。2010年12月对矿井通风能力进行核定,根据《川煤集团达竹公司关于各矿2011年度矿井风量分配计划与以风定产能力的批复》(达竹通[2010]483号),2011年矿井核定通风能力为73.63万t/a,矿井核定的生产能力60万t/a。
(四)矿井开拓、开采方式
某某煤矿为斜井、平硐综合开拓方式。主要井筒有+330m主平硐,+317m主斜井,+328m副斜井,××皮带斜井,+500m回风平硐。主平硐担负+330m水平的111采区,211采区煤炭、矸石、材料运输和进风任务,还担负全矿人员运输(行人)任务。主斜井铺设43kg/m轨道,为箕斗提升井,担负+120m水平煤炭提升任务。副斜井铺设38kg/m轨道,担负+120m水平矸石、材料提升和进风任务。+500m 回风平硐(中风井)是目前矿井唯一的回风井。
1、采区布置及采、掘工作面布置
矿井采区布置采用近距离煤层联合布置,采用内外连煤层合层开采,采区在+330水平和+120水平之间沿煤层走向布置采掘工作面。各采区的区段平巷均沿煤层走向布置。区段运输平巷采用沿空护巷保留作为下区段回风巷。
目前生产采区有3个,分别为: 211采区、412采区、311采区,准备采区有1个:-100采区。
(1)、211采区布置2个采煤工作面:W2114、W2112采面;1个掘进工作面:212南运输大巷掘面。
W2114采面:采用带帽单体支护顶板及走向俯伪斜分段单排密集切顶,爆破落煤。煤层厚度:最大 1.35m,最小0.95m;平均1.20m,采高1.20 m。最大控顶距为6.4m,最小控顶距为5.2m。
W2112采面:采用单体液压支柱与金属绞梁配套支护及“三·四”排控顶,爆破落煤。煤层厚度:最大 1.14m,最小0.64m;平均0.94m,采高 0.94 m。最大控顶距为5.2m, 最小控顶距为4.0m。
(2)、412采区布置有2个采煤工作面:W4126、N4126采面。
W4126采面:采用单体液压支柱与金属绞梁配套支护及“三·四” 排控顶及走向俯伪斜分段单排密集切顶,爆破落煤。煤层厚度:最大0.77m,最小0.72m,平均0.74m,采高0.74m。最大控顶距为6.4m,最小控顶距为5.2m。
N4126采面:采用单体液压支柱与金属绞梁配套支护及“三·四” 排控顶,爆破落煤。煤层厚度:最大0.98m,最小0.57m,平均0.81m,采高0.81m。最大控顶距为3.7m,最小控顶距为2.5m。
(3)、311采区布置有1个采煤工作面:3118综采面,1个掘进工作面:+120补作南大巷掘面。
3118综采面:采用支撑掩护式液压支架控顶, MG200/468-WD型交流电牵引采煤机割煤。煤层厚度:最大1.5m ,最小1.28m ,平均1.35m ,采高2.12 m。最大控顶距为3.81m, 最小控顶距为3.21m。
(4)、-100采区布置有3个掘进工作面:-100水平主斜井下段掘面、-4111风巷掘面、-100水平南配风巷掘面。
2、采煤方法和采掘工艺
矿井缓斜煤层和倾斜煤层采用了走向长壁后退式采煤法回采,急倾斜煤层采用了俯伪斜走向长壁分段密集采煤法回采。当内、外连煤层间距变小时进行合采,煤层群由上向下开采,同一煤层下行开采。
采煤工作面回采工艺为:W4126、N4126、W2114、W2112均采用爆破落煤、人工装煤、SGD-40T刮板输送机(或带式输送机)运煤。
3118综采工作面采用MG200/468-WD型交流电牵引采煤机割煤,采面SGZ630/220型可弯曲刮板输送机运煤,机巷SGD-40T刮板输送机(或皮带输送机)运煤,全部陷落法处理采空区。采煤工作面采用ZY2400/12/26型液压支架支护。
掘进工作面采用钻爆法施工,使用P-15B型或P-30B耙斗装岩机装岩,矿车运输,采用锚杆、锚网喷和架设金属棚支护。
二、矿井“一通三防”情况
(一)通风系统
1、矿井通风方式、矿井通风方法、矿井风量、等级孔、进回风井名称
现有3个进风井,即+335m水平的主斜井、副斜井和+346m水平的皮带斜井,1个回风井,即+400m回风井。通风方式为中央边界式,矿井通风方法为抽出式通风。+400m风井房安装有2台FBCDZ-6-NO :19A型防爆对旋抽出式轴流主要通风机, 转速为980r/min, 两台风机的叶片角度均为30°/26°,电机功率90×2kw,,风机叶片角度30/26°,矿井总进风量3815m3/min,总回风量3927m3/min,负压1470Pa,矿井等级孔2.03m2(7月份通风报表资料)。矿井通风系统简单、稳定,各采区及采区内部均实现了独立通风,可调性强,难易程度基本均衡。目前井下所有掘进工作面均使用对旋式局部通风机实行压入式通风。
2、采、掘工作面通风方式
矿井采煤工作面采用全风压、分区通风,“U”型通风方式。采煤工作面N1013、N1014下行通风,W2215上行通风。掘进工作面采用局部通风机压入式通风,安装了“三专二闭锁” 和“双风机、双电源”装置。
3、串联通风、扩散通风、采空区通风情况
矿井所有采区均实现了独立通风,各采掘工作面和机电硐室都实现了独立通风。矿井没有不符合《煤矿安全规程》的串联通风、扩散通风、采空区通风。
(二)矿井瓦斯
矿井瓦斯等级自一九九一年以来,一直为高瓦斯低二氧化碳矿井(九二年鉴定为高二氧化碳),无特殊涌出形式。近几年矿井瓦斯涌出量情况详见(近5年瓦斯等级鉴定结果和审批情况表)。矿井生产过程中内连煤层瓦斯涌出量相对比外连煤层大一些,就目前开采水平、采区而言,101采区、±0延深水平瓦斯涌出相对大一些,主要表现在断层带附近、背斜轴部两翼等布置的采掘工作面,矿井瓦斯涌出形式均为普通涌出,即瓦斯从采落的煤炭及煤层、岩层的暴露面上,通过细小的孔隙缓慢而长时间的涌出,绝大部分来源于掘进工作面和回采工作面暴露煤体;另一部分来源于备用工作面、煤层巷道暴煤体;少部分来源于采空区。同时矿井随着开采的深度的增大和开采范围的扩大,矿井瓦斯涌出量也会相应增大。
瓦斯主要防治措施:矿井虽为低瓦斯矿井,但严格执行瓦斯治理十二字方针(先抽后采,监测监控,以风定产)及煤矿瓦斯综合治理十六字工作体系(通风可靠,抽采达标,监控有效,管理到位),并制定了一系列的管理办法和措施加强瓦斯管理,保证矿井没有出现一次瓦斯积聚和瓦斯超限现象。公司在年初即制定了“一通三防”质量标准管理办法,防止瓦斯积聚、重点区域管理、裂隙瓦斯管理、瓦斯检查管理、倒风季节通风管理、主要通风机管理等管理制度和办法,制定了防治瓦斯超限工作方案及防治裂隙瓦斯大量涌出的应急预案等工作方案。矿井严格执行采掘供电分开和“三专两闭锁”;矿井切实加强瓦斯检查管理,并严格按《煤矿安全规程》规定设置瓦斯检查点和检查次数,认真使用好安全监控系统、光瓦仪和便携仪,严格执行“一炮三检”和“三人连放炮”制;加强瓦斯检查员的业务培训力度;坚持通风每天24小时值班制度,每周夜间查岗制度,瓦斯日报每日送矿长、总工程师审阅等制度。
近5年瓦斯等级鉴定结果和审批情况表:
年度
CH4绝对涌出量(m3/min)
CO2绝对涌出量(m3/min)
CH4相对涌出量(m3/t)
CO2相对涌出量(m3/t)
矿井瓦斯等级
审批等级
审批部门
2007
12.16
4.85
13.65
5.44
高瓦斯
高瓦斯
达州市经委
2008
9.72
5.42
11.58
6.46
高瓦斯
高瓦斯
省经委
2009
13.40
6.29
14.42
6.78
高瓦斯
高瓦斯
省经信委
2010
14.43
4.10
15.19
4.32
高瓦斯
高瓦斯
省经信委
2011
15.84 m3/min
5.45
13.99
4.81
高瓦斯
高瓦斯
省安监局
(三)煤尘爆炸危险性和煤层自燃倾向性
矿井各煤层均具有爆炸危险性,2003年12月和2007年3月经煤炭科学研究总院重庆分院鉴定煤尘爆炸指数为34.97—37.98%。详见附件(煤炭科学研究总院重庆分院煤尘爆炸性鉴定报告)。
矿井东翼K25煤层2003年12月经煤炭科学研究总院重庆分院鉴定属不易自燃煤层。详见附件(煤炭科学研究总院重庆分院煤炭自燃倾向等级鉴定报告)。
(四)煤与瓦斯突出、瓦斯喷出情况
根据本矿至1988年建成投产至2012年6月未出现瓦斯突出、瓦斯喷出发生。
(五)矿井安全监控系统
安全监控系统采用的是重庆梅安森技术有限责任公司的KJ237监测监控系统,井下现有监控分站13台,全矿使用各类传感器(瓦斯传感器、CO传感器、风速传感器、设备开停传感器、风门开关传感器、负压传感器、断电传感器、抽采传感器)共计102个。井下所有采掘工作面及其进回风流均安设了瓦斯传感器(进风风流不包括掘进工作面),煤巷、半煤巷及岩巷掘进工作面实现了“三专两闭锁”。
(六)矿井防尘及防火系统
斌郎煤矿防尘水池有三个, 其中地面2个(一个100 m3,一个200 m3),井下+213m水平一个(300 m3);共有防尘管路28050m,其中ф25mm水管15700m、ф50mm水管5400m、ф76mm水管1600m、ф108mm水管5350m。在各采掘工作面回风巷、采煤工作面运输机转载点、采区运输上(下)山、采区回风上(下)山、一翼及总回风巷均安设了防尘喷雾设施。
斌郎煤矿的矿井防尘系统健全、完善,各种防尘设施齐全、灵敏可靠、使用正常。矿井建有3套防尘水池,其中地面2个(一个100 m3,一个200 m3),井下+213m水平一个(300 m3)其中中风井防尘水池给221采区供水水源为+120m水平八字口辅排水泵房到+330m水平411采区的动压水池;通过+500 m水平总回风巷及主回风斜井、+330 m水平和+120m水平向211、412、311采区和-100m延伸采区供水。+340m水平主斜井处防尘水池由二个共计400m3的防尘水池组成,其供水水源为+120m水平主排水泵;通过主斜井向+120m水平及311采区供水。
矿井主防尘管路采用φ158mm无缝钢管,至各采区管路采用φ108mm无缝钢管,到各工作面采用φ50mm和25mm水管供水。
矿井主要回风巷、采煤工作面机巷和风巷、掘进工作面均安设两组防尘水幕,运输环节的转载点、采掘工作面作业地点都安设有喷雾洒水装置。
在采区进风巷、一翼及总回风巷和各采掘工作面进、回风巷安设了隔爆设施32组,其中,主要隔爆设施8组,按400L/m3进行设置;辅助隔爆设施24组,按200 L/m3进行设置。
矿井主要利用矿井+120m水平东翼石门陷落柱涌水作为防尘用水,地面水池总容量达到1000m3,管路系统较完善,防尘设施和隔爆设施安设符合规定,与矿井生产规模相适应。
矿井配有测尘仪一台。每半月对井下各产尘点的粉尘浓度进行测定。
三、瓦斯等级鉴定工作
(一)鉴定前的准备工作
1、技术培训
为顺利开展好2012年度矿井瓦斯等级鉴定工作,某某煤电(集团)有限责任公司瓦斯等级鉴定专业技术人员在2012年5月,全部参加了四川省安全监管局组织的瓦斯等级鉴定专业技术人员培训和考试,取得了瓦斯等级鉴定资质。2012年6月鉴定机构对各矿瓦斯等级鉴定特种作业人员进行了理论培训和实际操作培训,并进行了严格认真的考核,考核合格者方能参加矿井瓦斯等级鉴定工作。7月初,由矿总工程师组织,再次对参与鉴定人员进行了业务培训,并对瓦斯等级鉴定的准备工作及鉴定过程中应该注意的事项进行了再次安排,从而使本次的矿井瓦斯等级鉴定工作得以顺利进行。
2、确定测定日期
鉴定前做了充分的准备工作,7月1日对斌郎煤矿总工程师组织编制的2012年度矿井瓦斯等级鉴定计划进行了审定。根据该矿的矿井通风系统示意图选定了瓦斯等级鉴定各测点,并将各测点编号标注在通风系统示意图上,确定7月6日、16日、26日,三天对矿井瓦斯及二氧化碳等数据进行测定。
3、测点布置
(1)测点布置原则
1)根据矿井的通风系统及采掘布置情况瓦斯等级鉴定测点有:矿总回风巷、一翼回风巷、各煤层回风巷、各水平回风巷、各采区回风巷、采掘工作面回风巷。布置测点时按上述原则尽量兼顾。
2)测点应主要选定在测风站,附近无测风站,选择断面规整;无杂物堆积;前、后距离各不少于10米的一段断面正规便于测量、无弯道、无岔口、安全的巷道中。测点选好后要做好标记,便于下次测定。
(2)测点布置情况
按照《煤矿瓦斯等级鉴定暂行办法》的要求,结合斌郎煤矿实际,本次瓦斯等级鉴定共布置28个测点(详见通风及测点布置图),具体如下:
1)+500水平总回风巷由唐 斌、罗万富、黄国强负责;
2)+500水平北总回风巷由唐 斌、罗万富、黄国强负责;
3)+500水平南总回风巷由唐 斌、罗万富、黄国强负责;
4)412采区回风巷由唐 斌、罗万富、黄国强负责;
5)211采区回风巷由张晓荣、罗劲松负责;
6)311采区回风巷由李 洪、钟景亮负责;
7)-411采区回风巷由巷唐 斌、罗万富、黄国强负责;
8)W4126工作面- 回风巷由田道平、周华负责;
9)W4126工作面- 进风巷由田道平、周华负责;
10)、N4126工作面- 回风巷由田道平、周华负责;
11)N4126工作面- 进风巷由田道平、周华负责;
12)+120北大巷由唐 斌、罗万富、黄国强负责;
13)W2112工作面-回风巷由张国元、邹家兵、王仁均负责;
14)W2112工作面-进风巷由张国元、邹家兵、王仁均负责;
15)W2114工作面-回风巷由张国元、邹家兵、王仁均负责;
16)W2112工作面-进风巷由张国元、邹家兵、王仁均负责;
17)212南运输大巷由张国元、邹家兵、王仁均负责;
18)+330东南大巷由张晓荣、罗劲松负责;
19)+120南大巷由李 洪、钟景亮负责;
20)+330西南大巷由何 春 、孟定泽负责;
21)3118工作面- 回风巷由何 春 、孟定泽负责;
22)3118工作面- 进风巷由何 春 、孟定泽负责;
23)+120补作南大巷由何 春 、孟定泽负责;
24)-100水平主斜井下段由田道平、周华负责;
25)-4111风巷由田道平、周华负责;
26)-100水平南配风巷由田道平、周华负责;
4、准备仪器、仪表及工具
本次矿井瓦斯等级鉴定的仪器仪表,在2012年5月份全部送往川煤矿山装备检测公司川东北检定站校正,准备的仪表和工具全部合格并确保在有效期内。准备的仪器及工具如下:
(1)通风干湿温度计
测量范围-25~+50℃,最小分度值0.2℃
(2)低速风表
测量范围0.15~5m/s,启动风速≤0.2m/s(3台)
(3)中速风表
测量范围0.4~10m/s,启动风速≤0.37m/s(3台)
(4)机械秒表:最小分度值1s。(8块)
(5)钢卷尺测量范围0~5m,最小分度值1.0mm(6把)
(6)光学瓦斯检定器:最小分度值0.02%。(10台)
(7)便携数字瓦斯检定仪:最小分度值0.01%(6台)
5、召开鉴定工作预备会议
2012年7月1日,根据各测点编号对照矿井通风系统示意图,对参与瓦斯等级鉴定工作的特种作业人员,组织召开了鉴定工作预备会,并进行了人员分工分组,工具及表格和笔等的分配,提前做好了熟悉测点和检测仪器、工具准备。并要求按计划准时进行瓦斯等级鉴定数据采集,每天按三班,每班按三次,每次测定三次采集数据并做好详细记录。
(二)数据采集及资料整理
1、数据采集
数据采集次数:每班三次,每次间隔时间为二小时,且必须在规定的时间内统一进行测定;测定方法:用风表测定各测点的风速,用光学瓦斯检定器风流中的瓦斯和二氧化碳的浓度,要求各类仪器仪表的使用符合操作规程,数据的读取准确。当采集数据遇爆破作业时,均全部统一顺延30min。本次瓦斯等级鉴定工作分4个小组进行数据采集,每个小组至少由一名测风人员和一名瓦斯检查人员组成,分别测定各测点的巷道风速、风量和瓦斯、二氧化碳浓度。 地面永久瓦斯抽放泵站,每班由值班司机负责测定矿井瓦斯抽放流量及抽放瓦斯浓度,并做好记录。
2、资料整理
(1)测试瓦斯(二氧化碳)浓度修正利用光干涉试甲烷检定器测定的瓦斯(二氧化碳)浓度,按公式①对测定值进行修正:
X=3.526(273+t)/P×X′ ......①
式中:
X——瓦斯(二氧化碳)的真是浓度,%;
X′——光干涉甲烷测定器测定的瓦斯(二氧化碳)浓度,%;
t——测定地点的摄氏温度,°C;
P——测定地点的大气压,hPa。
(2)风排绝对瓦斯(二氧化碳)涌出总量按公式②计算:
....... ②
式中:
q排——三班平均风排量瓦斯(二氧化碳)量,m3/min;
n——矿井采用的班制,n=3;
i——测定班序号,i=1,2,3;
q排i——第i班的风排瓦斯(二氧化碳)量,m3/min;
Q回i——第i班的回风巷风流中的风量,m3/min;
C回i——第i班的回风巷风流中的瓦斯(二氧化碳)浓度,%;
Q进i——第i班的进风巷风流中的风量,m3/min;
C进i——第i班的进风巷风流中的瓦斯(二氧化碳)浓度,%;
(3)矿井或区域相对瓦斯(二氧化碳)涌出量按公式③计算:
q相=1440*qmax/D ......... ③
式中:
q相——矿井或区域相对瓦斯(二氧化碳)涌出量,m3/t;
qmax——鉴定月矿井或区域最大一天的绝对瓦斯涌出量,m3/min;
D——鉴定月矿井或区域平均日产煤量,t/d;
(三)鉴定月生产状况
鉴定月(7月)矿井布置有3个采区,3个采煤(N1014、N1013、W2215)工作面作业,4个掘进工作面作业,采掘工作面和通风系统布局合理正常。7月份矿井计划性停产检修1天,实际工作日数30天,核定本月额度产量为50000t(登记能力除以11个月),实际生产原煤64538t,完成月计划的94.49%,鉴定月生产为正常生产。
(四)鉴定结果
鉴定结果为:矿井相对瓦斯涌出量为6.84m3/t,矿井绝对瓦斯涌出量为10.22m3/min。同比去年相对瓦斯涌出量上升0.17m3/t;绝对瓦斯涌出量上升1.257m3/min。矿井相对二氧化碳涌出量为8.21m3/t,绝对二氧化碳涌出量为12.26m3/min。
根据今年矿井瓦斯等级鉴定数据与往年瓦斯等级鉴定结果得出,2012年度斌郎煤矿瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井。
四、鉴定结果简要分析
1、上年度瓦斯等级鉴定情况
2011年矿井瓦斯等级鉴定结果是矿井相对瓦斯涌出量为13.99m3/t,绝对瓦斯涌出量为15.84m3/min;相对二氧化碳涌出量为4.81m3/t,绝对二氧化碳涌出量为5.45m3/min。
鉴定矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井。
2、本年度瓦斯等级鉴定情况
2012年矿井瓦斯等级鉴定结果是矿井相对瓦斯涌出量为6.84m3/t,绝对瓦斯涌出量为10.22m3/min;相对二氧化碳涌出量为8.21m3/t,绝对二氧化碳涌出量为12.26m3/min。
鉴定矿井瓦斯等级为瓦斯矿井。
3、与上年度瓦斯等级鉴定结果比较
(李子垭南矿范例)通过对各鉴定日测定的原始数据进行计算,并与2010年鉴定数据进行对比,本年度三旬中最大绝对瓦斯涌出量15.826 m3/min,较之2010年度的19.549m3/min减少3.723m3/min;瓦斯相对涌出量30.58m3/t,较2010年的43.55m3/t减少了12.97m3/t。
由此可见,矿井绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量较去年同时减少,其主要原因是:
(1)矿井从2011年以来,进一步加强了瓦斯抽采工作,回采工作面、煤及半煤掘工作面在进行采掘活动前,进行了预抽,抽采效果较好,是导致本年度绝对瓦斯涌出量、相对瓦斯涌出量同时减少的主要原因。
(2)进一步加强矿井采空区封堵和抽采,减少了采空区瓦斯向采掘作业空间涌出。
五、矿井瓦斯来源与趋势分析
(李子垭南矿范例)从瓦斯涌出来源分析(表四),矿井瓦斯的主要来源是回采区,占全矿井瓦斯涌出量的39.83%,其次是已采区,占29.17%。再其次是掘进区和其他,分别占24.47%和6.53%,根据矿井生产实际,回采区、采空区和掘进区瓦斯涌出量较大的主要原因是:
1、本月回采工作面生产正常,产量较高,瓦斯涌出量较大,是导致回采区瓦斯涌出量偏大的主要原因。
2、在2011年,矿井为了加强回采工作面上隅角和已采区的瓦斯治理,对5123采空区、5225采空区、5210采空区和5227、5132采面上隅角的瓦斯进行了抽排,是导致已采区瓦斯涌出量偏大的主要原因。
3、 523、513采区的采掘工作面的煤层瓦斯含量偏高。
4、 随着矿井开采范围的扩大,采空区的范围随之扩大,加之个别采空区密闭墙存在漏风现象。
矿井瓦斯来源分析见附表5
从附表5我们可以看出:
1、矿井瓦斯等级鉴定为高瓦斯低二氧化碳矿井,与历年相比较,矿井瓦斯和二氧化碳涌出仍具有连续性和稳定性。
2、本年度瓦斯鉴定结果表明:矿井相对瓦斯涌出量和绝对瓦斯涌出量与2010年相比变化幅度不大,相对瓦斯涌出量的下降与该月产量增加有直接关系。绝对瓦斯涌出量的上升主要原因是矿井加大了抽采力度, 2011年矿井瓦斯抽采量与2010年同期相比有一定幅度的提高,2010年7月瓦斯抽采量平均为3.5m3/min,而今年瓦斯抽采量平均为5.48m3/min,提高了1.98 m3/min,增长56.5%。
3、从测定的基础表和矿井瓦斯来源分析表(表5)可以看出,矿井瓦斯主要来源(不含抽采量)仍然是已采区,已采区绝对瓦斯涌出量占矿井总量的63.03%,其主要原因是由于矿井为提高原煤回采率,对采煤工作面实行沿空护巷,把上阶段已采工作面的机巷作为下阶段工作面的风巷,虽然对采空区进行了码礅和密背处理,但采空区内瓦斯涌出仍然高。
其次回采工作面的绝对瓦斯涌出量占矿井总量的27.51%,而今年掘进工作面的绝对瓦斯涌出量仅占矿井总量的9.46%。今年采煤工作面的瓦斯涌出量高于掘进工作面的瓦斯涌出量主要原因:一是加大了瓦斯抽采力度,从2010年的平均3.5m3/min增加到5.48m3/min,降低了部分掘面的瓦斯涌出量;二是由于目前掘进工作面,基本都是全岩巷道,瓦斯涌出量相对较低,三是目前的采煤工作面有两个都是布置在101采区,瓦斯涌出量相对较大,且都是采用综合采煤,推进度较以前炮采快,瓦斯涌出量较以前大。
六、矿井通风、瓦斯管理存在的薄弱环节及整改措施
-100m延伸采区个别煤巷掘进工作面在掘进过程中存在裂隙瓦斯涌出;211采区在开采过程中,个别采煤工作面的风尾巷,因采空区漏风带出瓦斯,造成风尾巷瓦斯超限,在采、掘生产过程中-100m延伸采区裂隙瓦斯、211采区开采应作为矿井瓦斯管理的重点。
矿井主要通风安全隐患为-100m延伸采区个别煤巷掘进工作面出现裂隙瓦斯涌出和211采区个别采煤工作面的风尾巷瓦斯超限,根据上述情况我矿制定了《某某煤矿防治瓦斯超限方案》,编制了《“一通三防”类八项重大安全技术措施》,并根据现场实际进行修改、完善。其具体防范措施如下:
1、加强裂隙瓦斯的预测与抽放
(1)制定防止裂隙瓦斯突然涌出的应急预案,采用探测仪,地质预测预报措施,坚持“先探后掘,边探边掘”的原则。
(2)增加矿井风量备用系数,以利于向裂隙瓦斯大量涌出的工作面增加风量。
(3)密切观测和检查掘进工作面的瓦斯涌出情况,充分利用科学技术研究成果,结合掘进工作面的地质情况,确定合理的风量,配备大功率局扇,尽可能利用风量解决裂隙瓦斯大量涌出。
(4)增加地质地测预报,在岩巷中安设顶板监测仪,打探眼,做到边探边掘,先探后掘的安全措施。当出现裂隙瓦斯大量涌出时,使用好瓦斯移动抽放技术,实行边抽边掘,保证瓦斯不超限。
2、加强通风瓦斯管理,管好用好通风设施和设备,保证其正常的工作状态,确保通风系统稳定可靠。
(1)矿井把211、-100m延伸采区确定为“一通三防”重点区域,并制定了《某某煤矿“一通三防”重点区域管理办法》《某某煤矿“一通三防”类八项重大安全技术措施》(某某通〔2011〕47号文)之某某煤矿211采区、-100m延伸采区“一通三防”重点区域管理办法;掘进队、通风队要管好用好所辖区域内的“一通三防”设施、设备,保证其正常工作状态。同时通风管理部门应定期进行巡视检查,对查出的“一通三防”隐患应及时进行处理和汇报。
(2)采区总进风量及采区内风量分配必须合理,必须保证采区内各用风点供风充足;且井巷风速符合《煤矿安全规程》有关规定。各用风点实际风量不得高于配风标准的20%,不得低于配风标准的10%,且必须能有效地将有害气体稀释到最高允许浓度之下。
(3)合理采掘部署,生产过程中不得出现盲巷,若出现盲巷必须在24小时内封闭完毕。对无故出现的盲巷由安监处负责追查有关人员的责任并严肃处理。
(4)及时封闭采空区,密闭质量符合通风设施质量标准化要求,防止因漏风造成瓦斯积聚。对因回撤材料而暂不能封闭的区域要保证正常通风,每班作业均要有瓦斯检查员跟班作业,瓦斯超限必须先处理后作业。对当班已回撤材料的区域要做好牢固的栅栏,揭示明显警标,严禁人员入内,并每班不少于一次瓦斯检查。
(5)采煤工作面机、风尾巷段要严格按作业规程及时回撤溜子和移动栅栏,对有条件的工作面必须实行全风压通风,未实现全风压通风的必须安设局部通风机通风,防止瓦斯积聚。
(6)掘进工作面必须采用局部通风机通风或全风压通风;必须实行“三专两闭锁”,采用“双风机、双电源”,并实现运行风机和备用风机自动切换,保持局部通风机连续运转,确保工作面供风量稳定可靠;消灭局部通风机出现循环风,特别要加强-100西翼南配风巷掘进工作面的局部通风管理,杜绝电气失爆。杜绝采、掘工作面风量不足和瓦斯超限作业。
(7)对于瓦斯涌出异常的区域或地点,必须挂牌设点检查瓦斯,严格按《某某煤矿“一通三防”类八项重大安全技术措施》(某某通〔2011〕47号文)之某某煤矿防止瓦斯积聚管理办法执行,并由通风科及时制定专门措施并组织相关部门进行现场跟班。
(8)加强对-100西翼南配风巷、3118风巷、W2114机、风尾巷、W2112机、风尾巷及各采区采掘工作面放炮时、放炮风流中、工作面机风尾等瓦斯涌出异常区域的瓦斯检查。若瓦斯浓度达到0.8%,必须采用风幛等引导风流的方法对该地点瓦斯进行稀释。
(9)对生产过程中出现的其它瓦斯异常区域,及时采取行之有效的方法进行处理。
①采煤工作面内局部瓦斯积聚处附近20m内必须停止工作、撤除人员、切断电源,并报告矿调度室和通风调度室。
②高冒空洞内或低风速巷道顶板附近积聚瓦斯,可采用导风筒排放、导风板(帐)、充填置换、压风管道直吹等方法进行处理。
③上隅角、回风尾巷瓦斯积聚可采用导风板(帐)、尾排等方法进行处理。
④巷道顶、底板岩裂缝,如发现瓦斯泄出,造成瓦斯超限时,必须及时汇报并进行处理,杜绝瓦斯超限作业。
(10)加强瓦斯管理。必须是责任心强、业务技能高的瓦检员担任掘进工作面的瓦斯检查工作;使用好瓦斯巡回监督检查系统,瓦检员严格执行现场手上交接班(爆破过程中必须在工作面),杜绝空班、漏检、假检;严禁无风、微风、瓦斯超限作业;严格执行瓦斯管理的四种手段(光瓦仪、便携仪、断电仪、监控系统)和四种方法(专检、自检、干部检、抽检)的同时使用。
(11)通风队必须加强瓦检仪的管理,必须保证下井的瓦检仪台台完好,药品失效必须及时更换;机电队、通风队要按《便携仪管理制度》的工作职责加强便携仪的管理,保证下井的便携仪台台完好。
(12)必须按《便携仪管理制度》携带便携仪;掘进工作面的所有人员必须随身携带压缩氧自救器,并能正确使用。
(13)通风管理人员,测风员要经常测定,检查掘进工作面的通风情况,发现问题必须查明原因,处理并汇报,确保出口风量符合规定的配风风量。
(14)严格执行瓦斯巡回检查制度,特别是瓦斯检查员负责的责任区域,对低风速巷道顶部、工作面及巷道顶板冒落空洞,采煤工作面上隅角、裂隙带、采空区有瓦斯向风流中扩散及渗透的地点,地质变化地段的掘进工作面和开切眼施工工作面的瓦斯检查工作,要作为巡回检查的重点,一旦发现问题,瓦斯检查员应立即向矿调度室及通风队汇报,由矿通风部门组织采取措施,进行处理。
3、加强监测监控
(1)加强瓦斯检查和监测。掘进工作面的高冒处和裂隙带的瓦斯要随时检查,发现问题立即处理并汇报;工作面及其巷道内,体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%时,附近20米内和工作面及其它作业地点风流中,电动机或其开关附近20米内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时以及工作面回风流中、采区回风巷中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,采取专门措施处理;装药前应对每一个炮眼进行瓦斯检查,对瓦斯异常的炮眼必须先用黄泥封堵,再正规装药;对打眼过程中发现顶钻,涌水量较大时,应立即停止打眼,待检查瓦斯无误后,方可继续进行打眼。
(2)加强安全监控系统的使用管理,严格按照《煤矿安全规程》和《AQ1029-2007标准》安齐井下各类传感器,确保各类传感器正常工作,闭锁机构灵敏可靠。并执行好《某某煤矿KJ90NA型煤矿安全监控系统使用管理办法》(某某通〔2011〕47号),按规定正规悬挂甲烷传感器(严禁悬挂在风筒口和风筒漏风处);定期调校、维护、检查和试验,发现问题必须及时处理、汇报,并做好相应记录。
安全监控系统必须保证24小时不间断运行,并由通
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