《(新)孟家焉煤矿联合试运转汇报材料》

(新)孟家焉煤矿联合试运转汇报材料

大方县化育煤矿联合试运转报告

大方县化育煤矿是经贵州省煤炭局核准的（核准文号：黔煤规字【2004】

49号）15万吨/年的新建矿井，安全专篇经省煤监局批准（黔煤安监函字【05】

46号）。2005年10月开工建设，设计建设工期12.3个月。矿井于2007年5月18日通过联合试运转审批（省煤炭管理局045号备案文），期限为2007年5月18日～2007年11月17日，由于综合原因，联合试运转申请延续至2008年9月30日并经毕节地区煤炭局批准。

一、矿井基本概况：

化育煤矿位于大方县百纳乡龙竹村，属私营合伙企业。井田东西长约2.10～2.55km，南北宽约1.10～1.40km，面积2.9964km2，设计利用地质储量916万吨，可采储量514.96万吨，设计生产能力15万吨/年，服务年限24.52年。

化育煤矿地形条件总体上受区域性地质构造和岩性控制，地貌上属溶蚀、剥蚀高原中山山地地貌，地形地貌复杂。一般标高为1650～1750m，相对最大高差232.6m。矿区范围内无大的河流，只有季节性小溪沟。

属亚热带季风湿润气候区。属多降雨区之一，多年平均降雨量为1126.71mm，每年5月至9月降雨量多，占全年降雨量的75.3%。

根据国家地震局1992年颁发的《中国地震烈度区划图（1990）》，本区地震基本烈度为Ⅵ度。

井田内主要褶曲构造为化育向斜，其次为向斜东翼的次级小褶曲和断层附近的小揉皱。主要断裂构造出现于南部，共有四条小断裂产出。井田内地层产状虽有一定变化，但变化不大，且有规律可寻，断裂构造不发育，地质构造复杂程度属中等偏简单型。

含煤地层为二叠系上统龙潭组（p2l），该组为一套海陆交互相，多旋回沉积组成，地层厚度为147.86米。井田内4层主采煤层（m60、m70、m7

3、m80煤层），其岩性特征为浅灰至深灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩夹粉砂岩、灰岩、钙质粉砂岩、粘土岩、煤层及煤线，底部为黄铁矿粘土岩，厚29.14～43.47米，与下伏茅口组呈假整合接触。

m60、m70、m73煤层顶板多为粉砂岩、局部为泥质粉砂岩、泥灰岩，总体上稳定性较好；底板多为粘土岩、泥岩，稳定性较差。m80煤层直接顶板多为泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩，间接顶板为泥灰岩，稳定性较好，底板多为粘土岩或黄铁矿粘土岩、泥岩，稳定性较差。

本矿2008年瓦斯等级鉴定结论为高瓦斯矿井，全矿井瓦斯绝对涌出量为10.85m3/min，二氧化碳绝对涌出量为1.81m³/min。

经中国矿业大学矿山开采重点实验室鉴定，m60煤层在+1544m标高以上不具有煤与瓦斯突出危险性，并经贵州省能源局审批（黔能源发【2009】

107号）。实际试生产中按高突矿井进行安全防护。

经贵州煤田地质局实验室鉴定，m60、m70、m7

3、m80煤层均无煤尘爆炸性；m60煤层不易自燃、m70、m73煤层容易自燃、m80煤层可以自燃。

井田区域位于赤水上游支流及六冲河支流分水岭斜坡地带，相对高差大，无地表水体，最低侵蚀基准面标高为1562米。

区域出露地层的含隔水层。第四系含空隙水富水性较弱、三叠系下统夜郎组玉龙山段岩溶裂隙含水层富水性中等、二叠系上统长兴组岩溶裂隙含水层富水性中等、二叠系下统茅口组岩溶裂隙含水层富水性强；三叠系下统夜郎组九级滩段隔水层厚度＞200m、三叠系下统夜郎组沙堡湾段隔水层厚度4～7m、二叠系上统龙潭组隔水层厚度102～143m。大气降水是各岩层地下水的补给源，地下水动态变化受大气降水的制约，矿床顶板t1y2+p2c含水层，富水性可能达中等，在无大的导水构造情况下，对开采影响不大。二叠系上统龙潭组煤系水富水性弱，对顶底板含水层而言能起到良好的隔水作用。矿床底板p1m含水层富水性强，其顶界距m80煤层仅有2～5m，生产中需严加防范。当开采到断层附近时，需注意防范断层导水。井田内浅部老窑较多，在浅部开采时要严加注意。按《矿井水文地质规程》的规定，区内水文地质条件属简单—中等类型。

二、竣工验收基本条件

1、建立了矿井安全生产管理机构。

2、取得了采矿许可证，矿长资格证、矿长安全资格证，配备了持安全资格证的安全、生产、机电副矿长，持安全资格证和工程师证的技术负责人。所有特种作业人员经培训取得操作资格证，入井工作人员经四级培训机构的安全培训并考试合格持证上岗。

3、矿井主要变压器、提升绞车、皮带机、主通风机、空气压缩

机、主排水泵、瓦斯抽放泵等由贵州煤检中心检测检验并出具了检验合格报告。

4、委托贵州工业大学对矿井的安全工程、设施、装备、生产系统和防灾系统状况做安全验收评价。

三、各安全生产系统的建设情况

1、开拓与开采系统1）开拓系统

采用斜井单水平上下山分区式开拓方式。

主、副斜井布置在井田南部边界，井口标高均为+1615m，两井筒间距31m，主斜井东部130m左右地势较高处，为一采区（后期为五采区）回风斜井。主、副斜井均沿矿井边界以较大倾角尽快进入m80煤层，然后沿m80煤层伪倾角方向布置，主斜井和副斜井井口段为岩石巷道，倾角均为25°。主斜井长为495m，半圆拱形巷道，表土层砌碹，岩石段锚喷支护，净断面7.8m2，井筒铺设800mm皮带输送机提升煤炭；副斜井长410m，半圆拱形巷道，表土层砌碹，岩石段锚喷支护，净断面7.8m2，井筒铺设600mm轨距22kg/m钢轨，绞车提升；回风斜井倾角为20°，井口标高+1639m，井底标高+1602m，长106m，砌碹支护，净断面均为4.9m2；设计通过总回风斜巷与回风石门联系；三条井筒以155°相同方位角布置。

主、副井筒掘至+1495m标高后布置井底水仓和水泵房。先期为片盘斜井开拓。2）采准系统

根据断层和向斜轴的位置将井田划分2个阶段五个采区，浅部（+1495m标高以上）划分为三个采区，向斜轴东部为一采区，向斜轴西部f1断层以东为二采区，f1断层以西至矿界为三采区；深部（+1495m标高以下）划分为两个采区，向斜轴西部为四采区，向斜轴东部为五采区。阶段间下行式开采，采区间按

一、

二、

三、

四、五顺序开采。采区内分区段，区段下行式开采。

首采区为一采区，为多煤层双翼采区巷道布置。采区位于井田东南部，+1495m标高以上，南部以边境煤柱为界，北部以+1495m标高与五采区为界，东部以村寨禁采区边界为界，西部以向斜轴为界。

主斜井在+1530m标高掘运输斜石门穿m60和m70煤层，并设区段煤仓达主井皮带；副斜井采用甩车场与区段回风斜石门相连，区段回风石门由总回风斜巷连接至回风井。

在m60煤层中掘工作面运输顺槽和回风顺槽，至采区边界（防水煤柱）后开切眼形成工作面。

一区段斜长75m，其中工作面长65m，上、下顺槽及煤柱宽各5m，区段巷道采用单巷布置。首采面（116004采面）布置在一采区一区段井筒西侧的m60、煤层中。

走向长壁后退式采煤，全部垮落法管理空区顶板，炮采工艺，（jqsb—30）刮板输送机运煤，（dz20-30/100）外注式单体液压柱支护，配用hdja-1000型金属铰接顶梁护顶，“

三、四”排控顶，排距1.0m，柱距0.8m，放顶步距1.0m。“

三、八”作业制，三采三准。

设计采掘比例为1。2，一采两掘。

准备采面为一区段m60煤层井筒东翼116003采面。

3）煤炭“三量”现状。开拓煤量62万吨，其中可采煤量46万吨，可采期3年；准备煤量21万吨，可采期1.4年；回采煤量0.96万吨，可采期1.5月。

4）其它安全工程、设施装备的建设和管理状况

矿井、采区及工作面的安全出口符合《煤矿安全规程》规定。主要巷道断面基本符合安全设施设计和《煤矿安全规程》规定。采、掘工作面作业规程严格履行报批和贯彻程序。单体液压支柱入井前已逐根进行压力试验。

运行效果：开拓与采准系统基本符合《安全专篇》设计，仅一采区一区段改为两翼布置（原因：煤层走向变化，f3断层位置比设计偏东，至使一区段东翼走向长足够布置一个采面。m60煤层一区段无煤与瓦斯突出危险，可作区域防突保护层开采）。试生产运行过程中，采掘生产出现两起（07年6月24日总回风上山掘进工作面、08年6月16日117003采煤工作面）顶板事故，暴露出在井下采掘工作现场顶板管理中，安全管理制度和安全施工措施的不落实。后期安全管理工作从事故中吸取教训，深刻反思，把握预防顶板事故的安全管理工作重心，关键是制度、措施落实到现场，通过安全教育、学习提高职工安全意识，让职工懂安全操作、愿积极主动反违章、能发现并主动处理隐患。由此改进了生产安全状况。

2、矿井通风系统

1）矿井通风系统：矿井通风方式为分区抽出式，采用主、副斜

井进风，分区回风斜井回风。

矿井采用主要通风机负压抽出式，回采工作面采用全风压u型通风方式，掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。

初期首采面通风路线。新鲜风经主、副斜井→主、副井间联络巷道→区段运输斜石门→116004采、工作面运输顺槽→116004工作面；工作面污风经工作面回风顺槽→区段回风斜石门→总回风斜巷→风井→引风道→地面。

矿井总回风量1800m3/min左右，风井风速约6.6m/s。116004工作面供风量不小于500m3/min，采面风速1.38m/s。掘进工作面采用11kw局扇供风（使用自动切换的双风机双电源保障供风的连续性），直径500mm阻燃风筒送入工作迎头，风量不小于170m3/min，巷道风速0.6m/s。

已委托贵州煤检中心对矿井进行了一次通风阻力测定。矿井已建立每旬一次的测风制度并认真落实。2）主要通风机

矿井主扇和备用主扇型号同为fbcdzno-1675kw×2对旋轴流风机，一台运转，一台备用。风机工况参数：风机风量31m3/s，静压6~7hpa。由矿变电所两台变压器直接引出的660v双回路对矿井主扇供电，专用供电线路上不接任何其它负荷。已委托资质部门进行了通风机性能测定。

采用主扇反向转动的方式实行矿井反风。已进行了矿井反风实验，能在4min内改变巷道中的风流方向，反风量为正常风量的60%

以上（见反风实验报告）。

通风机房安装有水柱计、电流表、电压表等，安装有直通调度室的电话。

3）通风设施

在主、副井筒，回风井，总回风斜巷，116004采面回风巷，116003面运巷掘进期的回风联络巷，116003面回风巷掘进期的配风巷都建立了测风站。

在回风井人行道，主井与总回风巷的联络巷，一区段回风石门，井底车场设置了双向永久风门。116003面运巷和回风巷掘进期在进风侧巷道设置了调节风门和防突风门。总回风巷下口设置了调节风门。

4）、瓦斯灾害防治

a）防治瓦斯爆炸措施

防止瓦斯积存与超限：加强通风管理，防止瓦斯积存与超限：制定了主扇停风后恢复通风、排除瓦斯和送电安全措施；局部通风实行了双风机双电源，并由当班瓦检员负责管理。井下临时停工、停风地点制定安全措施并落实。强化通风系统和通风设施的检查、维护。采掘工作面采用独立的通风系统，并确保供风量和风速符合《作业规程》计算值。

及时处理积存瓦斯。及时封闭采空区和报废巷道并加强管理，瓦斯排放、巷道贯通制定安全措施。禁止任何地点瓦斯超限作业。

严格瓦斯检查：建立了瓦斯和其它有害气体检查制度，所有矿和

科队管理人员、技术人员、班长、安全员、电钳工、爆破工下井必须携带便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查人员严格执行巡回检查制度和请示报告制度，做到记录“三对口”，采掘工作面的瓦斯检查次数每班至少3次，每天至少检查1次井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度，每周至少检查1次挡风墙外的瓦斯浓度，定期检查co浓度；建立了安全监测监控系统，在所有采掘工作面配备瓦斯探头、瓦斯断电仪和悬挂便携式甲烷检测仪。通风瓦斯日报（通风值班依据瓦斯班报填写）当日送矿长、技术负责人审阅。

防止瓦斯引燃措施：杜绝一切非生产火源：建立严格的下井检身制度，禁绝火源入井；井下和井口20米内禁止使用明火，禁止从事电焊、气焊；失爆矿灯禁止入井。控制、通迅、信号设备选用本质安全型；电器设备、电缆选型符合《煤矿安全规程》规定，并保护装置齐全，摆放、悬挂合理；运行、维护和修理工作要规范；井下禁止带电检修、搬迁电器设备；煤电钻使用综合保护；所有电器、电缆要定期检查、维护，严防失爆。井下使用阻燃、抗静电风筒和电缆。机械设备安装过热保护，并加强维护和保养；推行使用难引火性合金工具。采掘作业编制爆破安全措施，并严格执行。制定防止雷电入井的安全措施并严格执行。

b）隔爆措施

在采煤工作面进、回风巷道，掘进巷道各设置了一组隔爆水袋棚。掘进巷道随距离加长每200米设置一组隔爆水袋棚。每周检查一次水棚袋的水量、水质、吊挂质量、数量并及时处理发现的问题。

c）防治煤与瓦斯突出与瓦斯抽采现状

一区段m60煤层经鉴定不具备瓦斯突出危险，作一区段保护层开采。在被保护层（m70煤层）开采前，必须进行保护效果及保护范围的实际考察。

采掘中施行瓦斯抽放并落实防突安全防护措施。

安全防护措施按下列要求执行。距采掘工作面25—40m处、放炮地点安装压风自救系统，长距离掘进巷道每隔50m设置一组（每组不少于6个吸气口）。掘进工作面进风侧安装两道反向风门（按防突风门要求执行）。所有入井人员必须携带隔离式自救器。采掘工作面都实行远距离放炮，并必须在防突风门以外或进风井筒中放炮。放炮时必须撤出回风巷道内的所有人员。

依据抽放钻孔揭露，在遇地质变化或瓦斯急剧增大等情况时，必须使用专门仪器进行突出危险性预测（预测临界指标k1≥0.5，smax≥6为有突出危险），存在危险时必须采取加大瓦斯抽放量、钻大直径超前孔提前释放瓦斯、远距离放震动炮等防突措施，并经防突效果检验，消除突出危险后方准进行采掘作业。

为实现瓦斯抽采、抽掘，降低巷道风排瓦斯浓度，提高矿井安全程度，矿成立瓦斯抽采施钻队伍，配备了三台ybkz-1325-4型钻机，设专人管理瓦斯抽放泵和巡查瓦斯抽放管路。地面泵房安装了2bea-253型（55kw）和2bea-203型（37kw）各两台（已委托资质部门检验），两回路380v专用线保障抽放泵供电，线路上无任何其它负荷。采煤工作面在风巷沿本煤层钻孔及在采空区预埋管实行高、低负压抽

放本煤层瓦斯和采空区瓦斯；掘进工作面执行边抽边掘和先抽后掘的抽放措施。

瓦斯抽放的方法、工艺及参数严格按瓦斯抽采设计（丙级资质部门设计）执行。煤层钻孔预抽控制抽放管路内瓦斯浓度大于22%，并保证抽采率大于30%；上隅角抽放要控制上隅角瓦斯浓度不超过1.5%并保证回风巷风排瓦斯浓度不超过1.0%。抽放过程中总结经验，不断改进瓦斯抽放方法、工艺及参数。

抽放管路敷设、附属装置安装、管路防护、封孔工艺（水泥砂浆，注浆泵封口）等按抽放设计中的措施和要求执行。

运行效果。矿井通风系统基本符合《安全专篇》设计。试生产中通风综合能力和安全设施满足安全生产中风排瓦斯的风量需要，瓦斯管理制度、瓦斯检查与防瓦斯积聚措施能落实到现场，防火源产生的制度、措施能落实到各岗位，试生产未出现瓦斯超限作业现、，未出现瓦斯灾害。掘进双局扇双电源8月刚安装，试生产未投入使用，效果待投入生产时检验。瓦斯抽放的瓦斯浓度和瓦斯总量都偏小（小于瓦斯抽放设计的数值）。生产过程未发现瓦斯动力现象，防突安全防护措施能够落实到工作中。

3、防尘系统1）防尘措施

a）对以下产尘地点采取风、水降尘（合理风速、湿式作业、净化风流等），个人防护，定期除尘等综合防尘措施：采、掘工作面，采面进回风巷，装、卸载地点，运输斜石门，主、副斜井。

主、副斜井机头、机尾、煤仓口下风流附近，采面进、回风巷，掘进巷道、局扇进风侧等处设置水幕，水幕必须覆盖巷道全断面。装载点喷雾洒水降尘。

二00九年二月二日

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