(完整版)联合试运转总结报告.docx

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第一章前言………………………………………………………2

第二章各主要系统分项运行报告………………………………2

第一节采掘系统运行报告………………………………………2

第二节通风系统运行报告………………………………………7

第三节提升、运输系统运行报告………………………………13

第四节供电系统运行报告………………………………………15

第五节防尘防灭火系统运行报告………………………………18

第六节防、排水系统运行报告…………………………………20

第七节瓦斯抽放系统运行报告…………………………………21

第八节瓦斯监测监控系统运行报告……………………………22

第九节通讯系统运行报告………………………………………24

第三章主要生产安全设备故障处理记录与分析………………24

第四章提升、排水、通风等主要设备的检测、检验报告……25

第五章联合试运转的效果分析…………………………………26

第六章矿组织机构和部门设置情况……………………………25

第七章存在的主要问题及下步打算……………………………26

第一章 前言

黔西县岩脚煤矿属于私营独资企业，位于黔西县太来乡，行政区划属黔西县太来乡管辖，位于黔西县城北30km。

黔西县岩脚煤矿由原黔西县太来乡岩脚煤矿（3万t/a）和唐家湾煤矿（0.5万t/a，）整合扩界而成。

矿区面积为1.9552km2，开采深度+1240～+1000m，设计生产规模为15万吨/年。

根据黔西县煤炭管理局、黔西县国土资源局文件， 贵州省国土资源厅文件：

“黔国土资矿管[2007]1659号”《关于解决黔西县煤矿资源合理配置、调整部分煤矿矿区范围的批复》、贵州省人民政府“黔府函[2007]105号《省人民政府关于毕节地区毕节市等八县（市）煤矿整合和调整布局方案的批复》、贵州省煤炭管理局、贵州省发展和改革委员会、贵州省经济贸易委员会、贵州省国土资源厅、贵州省煤矿安全监察局、贵州省环境保护局文件（黔煤版字【2006】97号）：

关于毕节地区八县（市）煤矿整合、调整布局方案的批复文件；于2008年12月颁发的黔西县太来乡岩脚煤矿《采矿许可证》证号5200000831160。

我矿于2008年委托贵州宏景矿产资源开发服务有限公司完成了黔西县太来乡岩脚煤矿安全设施设计《安全专篇》和《开采方案设计》的设计；经“黔西县煤炭管理局文件（安煤字【2009】11号）关于对岩脚煤矿技改开工申请的批复”同意于2009年2月开始动工建设，因前方案已不能适应现在开拓布置，不利于矿井建设和生产，于2010年5月委托贵州永凤矿山科技服务有限公司完成了《黔西县太来乡岩脚煤矿（变更）开采方案设计》和《安全专篇》（变更），经贵州煤炭安全监察局毕节煤监分局黔煤安监毕【2010】142号文件批准我矿《安全专篇》（变更）设计，并有贵州省煤矿项目开采方案设计变更（修改）备案登记表[贵州省能源局（2010）728号及贵州动能煤炭技术发展服务有限公司黔动咨【2010】070号文件关于《黔西县太来乡岩脚煤矿（变更）开采方案设计》的专家组评审意见。

2010年11月5日正式批准我矿进行安全设施设备联合试运转。

第二章各主要系统分项运行报告

第一节采掘系统运行报告

一、煤层开采技术条件及矿井开拓方式简述

1、开采技术条件

本矿主采煤层为4、9号煤层，为倾斜中厚及厚煤层，煤层在井田范围内呈单斜构造，4号煤层与9号煤层间距20--30m。

地质报告中4号煤层平均厚度2.27m，9号煤层平均厚度1.33m。

因现在浅部开采，实际揭露4号煤层平均厚度2.4m，9号煤层平均厚度1.9m。

矿区内煤层顶板大都为泥质粉砂岩或粉砂质泥岩，4号煤顶板较完整、稳定，但9号煤局部有断层、节理、裂隙发育，顶板不太稳定。

因此，需加强对顶板的管理。

我矿为高瓦斯，煤层无突出危险性，地温正常，无冲击地压，地震烈度6级。

根据鉴定结果，我矿煤尘无爆炸性，属不易自燃煤层。

矿井周围有小窑存在，但都已关闭，开采范围已控制。

东面有鸿运煤矿，北面有太来煤矿，按要求，由国土部门画有矿界，设计部门已按要求在矿井边界留有煤柱。

2、开拓方式简述

本矿井开拓方式为斜井开拓，主、副斜井及回风斜井布置在M4、M9两煤层间的岩层中，主斜井按方位角13º,以倾角17°掘进至+1075m标高;副斜井按方位角14º,以倾角20°掘进至+1075m标高布置井底车场、井底水仓,回风斜井按方位角15º,倾角20°掘至+1075m标高再掘联络巷与主、副井联通,在+1167m标高掘反石门（1167回风石门、1167轨道石门）揭穿煤层布置1901回风巷和1402回风巷，在+1138m标高掘反石门揭穿煤层布置1901运输巷和1402运输巷，1901运输巷及1901回风巷沿走向分别掘进566米和497米掘1901开切眼构成完整的生产系统和通风系统。

二、采掘布局

1、采煤布局

由+1167水平掘回风石门进入9号煤层，沿煤层走向掘进布置1901回风巷；在+1138水平沿9号煤层掘1901运输大巷至采区边界后掘进开切眼形成1901首采工作面。

2、掘进布局

根据采掘接替计划和开采方案设计，分别布置1402运输巷、1402回风巷两个掘进工作面。

1402回风巷在+1167回风石门内开口直接进入M4煤层，沿M4煤层走向向西掘进。

1402运输巷在1138车场内开口直接进入M4煤层，沿M4煤层走向向西掘进。

两条巷道至采区边界后掘进开切眼形成采煤工作面作为1901采面的接替面。

三、采煤方法及工艺流程

1、采煤方法：

根据采区巷道布置及回采工作面与上下顺槽的位置关系，选择走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。

2、落煤方式：

煤电钻（ZMS-1.2型）打眼，爆破落煤。

3、装煤及运煤方式：

工作面采用人工攉煤，利用刮板输送机运煤，运输巷采用皮带运输；

4、采煤工艺流程：

打眼→装药→联线爆破→挂梁、铺笆接顶、支临时支柱→攉煤、支柱→扫浮煤→掐移供液管→移溜槽→支回戗柱、特殊支护、收尾隔离柱→回柱放顶。

工作面采用“边采边准”作业形式。

5、装煤及运煤方式：

工作面的煤炭（刮板输送机或溜槽）→1901机巷（刮板机）→0.6皮带→1138轨道石门→1#煤仓→主井皮带输送机→主井口→地面工业广场煤坪。

6、支护方式：

工作面：

选用DZ25—25／100型单体液压支柱配金属π型顶梁。

设计“四五”排控顶，排距1.0m，柱距0.8m，最小控顶距3.6m，最大控顶距4.6m，放顶步距1m。

直接顶不稳定时，应加强顶板支护，老顶坚硬难冒时可采取强制放顶措施，若底板吸水后变松软，支护时可在支柱底部加垫板，防止支护插入底板。

放顶时为防止矸石窜入作业空间，在靠采空区一侧设置挡矸帘。

攉煤及打柱时应防止上方矸石及煤块滚下伤人，在采煤工作面上每隔10m打一道与走向方向相同的挡矸廉。

7、特殊支护：

运输、回风巷离工作面20m范围内用DZ25-30/100单体加强支护。

支护长度不小于20m。

四、掘进方法及工艺流程

1、永久支护要求：

根据设计，工字钢支护时巷道上净宽2.2m，下净宽3.0m，净高2.0m（距轨面）。

工字钢支护时巷道形状为梯形，11号矿用工字钢架棚，棚距700mm。

S掘=5.5m2，S净=5.2m2。

2、掘进方式：

煤电钻（ZMS-1.2型）打眼，爆破掘进。

毫秒延期电雷管，三级煤矿许用乳化炸药爆破落煤，正向装药起爆。

采用MFB—100型起爆器起爆，全断面一次爆破。

采用1mm2的铜芯电缆作爆破母线，母线长350米，回路长700米。

3、工艺流程：

打眼→装药联线→撤人警戒→放炮→（撤警戒后）刷帮挑顶→移前探支架→架金支→支架（接顶）→出煤、矸。

掘进工作面“三八制”作业。

4、临时支护：

采用4m长前探梁作为临时支护。

临时支护紧跟迎头，严禁空帮、空顶作业。

5、装煤及运煤方式：

工作面采用人工攉煤装矿车→电机车运至1#溜煤仓→人工翻车→主井皮带→地面。

6、其他：

电缆吊挂高度不低于1.3m，风水管吊挂高度不低于1.0m，临时轨道间距为600mm。

遇顶板破碎、松软及遇断层时，另报专门措施。

五、采掘机械配备

回采工作面主要设备配备表

序号

名称

型号

主要技术参数

单位

数量

备注

使用

备用

合计

1

可伸缩带式输送机

SJ—14

输送能力200t/h，运距800m，带宽650mm，电压等级660,2*22kw

台

2

2

2

回柱绞车

JH2—8

电压660v，N=7.5Kw

台

1

1

3

调度绞车（备用）

JD—11.4

电压660v，N=7.5Kw

台

1

1

4

煤电钻

MZ--12

电压127v，N=1.2Kw

台

2

1

3

5

单体液压支柱

DZ25-25/100

支撑高度2500-1700mm

棵

550

60

610

6

π型顶梁

支撑长度2600mm

棵

350

70

420

7

矿用小水泵

Kwqb20-75/5-5.5

扬程75m，流量20m3/h，N=5.5kw

台

2

1

3

8

刮板运输机

SGD-420/30

660v，N=30kw

台

2

2

9

乳化液泵

RBZ-80/200

660v，N=45kw

套

1

1

2

10

乳化液泵箱

X4RX

个

1

1

六、影响矿山压力显现的基本规律

1、顶底板管理

首采工作面布置在9号煤层内，矿区内煤层顶板大都为泥质粉砂岩或粉砂质泥岩，顶板较完整，只有局部岩层有小断层、节理、裂隙发育；煤层形成采空区后有垮落现象。

煤层底板岩性主要为泥岩，因此，需加强对顶板的管理。

1901工作面的煤层平均倾角在19°左右，平均采高在1.9m左右，一次性采全高。

最大控顶距4.6m,最小控顶距3.6m。

2、矿压观测

1901采煤工作面试运转期间顶板放顶随放随落。

初次来压范围10—15m。

七、矿井采掘系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析

1、采掘系统和采煤方法是按照设计规范布置的，经联合试运转证明生产能力达到设计要求，我矿采掘系统合理，对矿井安全开采比较有利。

但为了保证矿井安全生产万无一失，需要对采煤工作面顶板加强检查，对支护情况进行跟踪，加强顶板管理。

2、选用单体液压支柱与设计相符，经过现场实际检查，支柱支撑强度能够达到要求。

3、顶板冒落灾害的防治措施

（1）当顶板条件变化时，必须及时修改《作业规程》制定针对性的支护措施。

（2）支柱必须按迎山角的规定打设支护顶板，严禁打在浮煤矸上，保证支柱有足够的初撑力。

（3）放炮后要立即将打倒的支柱补齐，打好靠帮支柱。

（4）支柱打设成排、成行，排距、柱距符合作业规程规定，确保有足够的支护密度。

（5）沿煤巷掘进时，采用金属梯形棚支护，岩巷掘进时，如遇围岩坚硬，则采用锚喷支护，如遇围岩松软、破碎，则采用砌碹支护。

（6）采面变薄带支柱不能有效支撑时，必须挖角窝，保证支护强度。

八、联合试运转期间产量统计分析

联合试运转期间，设计单日最高产量596吨，最低产量360吨，平均478吨/日，实际单日最高产量610吨，最低产量350吨，平均490吨/日，达到联合试运转目的。

第二节矿井通风系统运行报告

一、概况

（一）、瓦斯

1、根据2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告：

矿井绝对瓦斯涌出量为1.44m3/min；绝对二氧化碳涌出量为：

1.23m3/min。

根据【黔煤行管字2008】1547号，对黔西县太来乡岩脚煤矿2008年度矿井瓦斯鉴定报告的批复本矿属低瓦斯矿井。

2、根据总回风巷内瓦斯监控数据表明：

总回风流中，2010年5～7月总回风巷的瓦斯浓度最高为0.25%，最低为0.14%，一般为0.18%。

停电时瓦斯涌出情况一般在8小时后开始出现报警，报警值0.75%，主扇排放瓦斯速度在开启主扇10分钟后，总回风瓦斯浓度降至0.14～0.3%以内。

（二）、煤层自然倾向性

根据贵州省煤田地质局实验室2009年8月提交的《煤层自燃倾向性鉴定报告》；我矿4#、9#煤层自燃倾向性为三类（不易自燃）。

（三）、煤尘爆炸性

根据贵州省煤田地质局实验室2009年8月提交的《煤层自燃倾向性鉴定报告》；我矿4#、9#煤层煤尘无爆炸性。

（四）、地温情况

岩脚煤矿经实测井下温度为17°C～22°C,属地温正常型矿井，在实际生产过程中从未发生过地温异常现象。

（五）、煤与瓦斯突出危险性

根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提交的《岩脚煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》结果，我矿+1050水平以上的4#、9#煤层无突出危险。

（六）、冲击地压

我矿无冲击地压现象显现，建井期间也未发生过冲击地压现象。

二、矿井通风

（一）、通风方式和通风系统

1、煤层开采技术条件及矿井开拓方式简述

首采工作面设计在9#号煤层中，平均煤厚1.9m。

地层倾向平均320度，平均倾角19度。

顶板为粉砂质泥岩，底板为泥岩。

掘进工作面布置在4#煤层，平均煤厚2.27m。

地层倾向平均320度，平均倾角19度。

顶板为粉砂质泥岩，底板为粘土岩。

矿井开拓方式为斜井开拓。

2、通风方式

本矿为中央并列抽出式通风。

3、矿井通风系统

新鲜风流经主斜井、副斜井→1138轨道石门→1901工作面运输巷→工作面→1901工作面回风巷→1167回风石门→回风斜井→引风道（风机）→地面。

（二）、风井数目、位置、范围及服务年限

1、矿井初、后期风井数目及位置

本矿设计一个回风斜井。

回风斜井井口标高：

+1214m，布置在4#、9#煤层之间，专作回风之用，长391m，坡度20°，净断面5.8m2，采用半园拱形断面，砌碹、锚喷支护。

2、风井功能、服务水平及服务年限

风井主要为全矿回风用。

服务于开采水平以上的采掘工作面，服务年限为矿区服务年限。

（三）、采掘工作面及硐室通风

我矿首采工作面为1901采煤工作面，其供风路线为：

主斜井、副斜井→1138轨道石门→1901工作面运输巷→工作面→1901工作面回风巷→1167回风石门→回风斜井→引风道→风机→地面。

掘进工作面为1402回风巷和1402运输巷两个掘进工作面，其供风方式为局部通风机压入式供风，1402回风巷局扇安装在副井1167甩车道风门进风侧，1402运输巷风机安装在主井1138联络巷风门进风侧。

其通风线路为：

1、1402回风巷：

副斜井→1167甩车道（局扇、风筒）→1402回风巷掘进迎头→1402回风巷→1167回风石门→风井→引风道→地面。

2、1402运输巷：

副斜井→1138车场（局扇、风筒）→1402运输巷掘进迎头→1402运输巷→专用回风道→风井→引风道→地面。

在副井底设置有机电硐室和水仓，新鲜风流经管子道供给可满足该用风地点的用风要求。

（四）、井下通风设施及构筑物布置

在回风斜井井口设置防爆门一道，安全出口一个，供行人出入井使用；引风道供主扇排风专用，风硐及风机房供安装主扇用，在通风系统中设置有双向风门、调节风门、密闭等通风构筑物。

岩脚煤矿通风设施布置见下表：

序号

风门编号

风门安装位置

风门材料

两道风门间距离

负责人

1

1号

安全出口一组

杉木

6m

龚学贵

2

2号

1167轨道石门一组

杉木

10m

候光有

3

3号

主副井联络巷一组

杉木

5m

罗东旭

4

4号

1402回风巷一组

杉木

5m

龚学贵

5

5号

1402运输巷一组

杉木

5m

候光有

密闭台账

密闭

编号

地点

密闭

性质

密闭原因

建筑材料

墙体厚度

建筑位置

1号

1167

永久

冒顶区

红砖石砂水泥

0.8m

1167回风石门

2号

1138

临时

盲巷

红砖石砂水泥

0.6m

1138运输石门

3号

1138

临时

调整风流方向

红砖石砂水泥

0.8m

主井与1138运输石门联络巷

4号

1901

永久

新老系统隔断

红砖石砂水泥

0.8m×2

1901运输巷

5号

1901

永久

新老系统隔断

红砖石砂水泥

0.8m×2

1901运输巷

（五）、安全逃生路线

1、矿井安全出口设置及保证措施

本矿井在主斜井、副斜井和回风斜井分别设置3个通往地面的安全出口，主要供人员进出井用。

井下采区内，通过联络巷道分别与三个井筒相连，井下巷道交叉点设置路标，指明通往安全出口的方向。

采煤工作面两个安全出口，确保足够的巷道断面（高度不低于1.8m，宽度2.0m以上）。

2、井下避灾路线

发生火灾、瓦斯及煤尘爆炸事故时：

采面：

1901工作面→采面运输巷→1138运输石门→主、副井联络巷→副井或主井→地面。

掘进工作面：

（1）1402回风巷工作面→1167轨道石门→副斜井→安全出口→地面。

（2）1402运输巷工作面→1402运输巷→1138车场或主、副井联络巷→副井（主井）→地面。

发生水灾事故的避灾路线：

采面：

1901工作面→1901回风巷→1167回风石门→回风斜井→地面。

掘进工作面：

（1）1402回风巷工作面→1167回风石门→回风斜井→安全出口→地面。

（2）1402运输巷工作面→1402运输巷→专用回风巷→风井→地面。

发生顶板灾害时避灾路线：

根据人员所在遇险位置向安全地点撤离。

（六）、矿井现有风量、通风设备选型及验证

1、风量分配

设计风量：

设计矿井总需风量：

2160m3/min；设计1901采煤工作面需风量664.8m3/min，设计1402回风巷掘进工作面需风量330m3/min，设计1402运输巷掘进工作面需风量330m3/min；变电所和水泵房各60m3/min；其他巷道120m3/min。

实际测风量平均为：

风井总回风量2229m 3/min，主斜井进风量896.5 m3/min，副斜井进风量1283 m3/min， 1901采煤工作面风量857m3/min，1402回风巷掘进工作面风量357m3/min，1402运输巷掘进工作面风量359m3/min，变电所风量102 m3/min，水泵房风量102m3/min，能够满足矿井生产的需要。

矿井风量测定一览表

序号

地点

风速

（m/s）

断面

（m2）

风量

（m3）

CH4

CO2

备注

%

%

1

主斜井

2.77

5.4

896.5

0

0．04

2

副斜井

3.96

5.4

1283

0

0．04

3

1901采面进风

2.86

5.0

857

0

0．04

4

1901采面回风

2.95

5.0

886

0.02

0.04

5

1402运输巷掘面回风

1.20

5.0

359

0．02

0．04

6

1402回风巷掘面回风

1.19

5.0

357

0.02

0．04

7

1075水泵房、变电所

0.33

5.2

102

0

0.04

8

总回风

6.88

5.4

2229

0．04

0．04

2、设备选型

通风设备选型：

矿井主要通风机选择二台FBCDZ—N015-2×55型防爆轴流通风机，一台工作，一台备用，功率2×55Kw,风压:

 617-2340pa,风量900-3600m3/min。

与设计要求相吻合。

掘进工作面采用FBDNO.5.6×2×11KW局部通风机压入式通风，吸风量范围162～600m3/min。

3、验证

根据全矿井设计需风量及实测风量进行对比验证：

A、矿井设计总需风量：

2160 m3/min

根据2010年11月～2011年1月三个月正常生产时数据统计：

总进风量2179.5m3/min；风井总回风量经实测平均为2229m3/min；能满足矿井安全生产需要；

B、1901采面所需风量为664.8m3∕min

根据2010年11月～2011年1月三个月正常生产时数据统计：

实测采面平均风量为：

857m3/min；能满足采面安全生产需要；

C、1402回风巷所需风量应为：

330m3/min；

根据2010年11月～2011年1月三个月正常生产时数据统计：

实测1402回风巷风量平均为：

357 m3∕min；能满足工作面安全生产需要；

D、1402运输巷所需风量应为：

330m3/min；

根据2010年11月～2011年1月三个月正常生产时数据统计：

实测1402运输巷风量平均为：

359 m3∕min；能满足工作面安全生产需要；

E、机电硐室、水仓及其他硐室设计所需风量分别为：

60m3/min、60m3/min、120m3/min，漏风量为50m3/min。

实测机电硐室、水仓及其他硐室风量分别为：

102 m3/min、102 m3/min、123 m3/min，漏风量为47m3/min。

根据验证，主扇、局扇风机选型及风量分配足以满足生产要求。

（七）、通风机位置及供电情况

在风井的引风道安装两台同型号、同功率的主扇，一台工作，一台备用，通风机电源设置成双回路，一回路工作，另一回路备用；其中一个回路出现故障时，另一个回路可以立即投入运行，以确保安全生产。

1402回风巷局扇安装在副井1167甩车道风门进风侧，1402运输巷风机安装在主井1138联络巷风门进风侧，各安装两台局扇，局扇实现“三专两闭锁”，双风机双电源。

局扇专用变压器为两台容量KBSGZY-100/10/0.69的变压器，变压器中性点不接地。

根据2010年11月～2011年1月之间的测风数据表明，矿井总进风量最小值为2162 m3/min，最大值为2189m3/min。

矿井总回风量最小值为2170m3/min，最大值为2233 m3/min。

1901回采面风量857 m3/min。

选用FBCDZ—N015-2×55型矿用隔爆对旋轴流抽出式风机2台，配套电机选用功率2×55kw防爆电机2台。

主要通风机风量900-3600m3/min，静压617-2340Pa ，足以满足要求。

（八）、矿井通风系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析

1、通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施

通风系统和通风方式是按照安全专篇设计规范布置的，从现有的通风能力和风量、巷道尺寸及状况来看，我矿通风状况较好，能满足矿井安全开采需要。

但为了保证矿井安全生产万无一失，需要对通过风系统及通风设施进行必要的日常维护，保证通风设备、设施能够正常运转。

2、矿井开拓、采掘布置风井数量与井筒装备、设备对矿井安全的影响

在《黔西县太来乡岩脚煤矿（变更）安全专篇》设计中，其通风设计能力是根据矿井开拓方式、采掘布置及风井数量等来进行的。

其通风系统及通风方式是合理的，只要加强生产过程中通风设施、设备的管理，加强日常的瓦斯检查及监测监控以及局部通风管理，就能保证矿井的安全。

第三节提升、运输系统运行报告

一、提升、运输方式及装备

1、主斜井及装备

主斜井沿4#煤层底板布置，主要担负煤炭的运输、行人、通风等任务，长462m，坡度17度，净断面5.8m2，采用三星拱形断面，砌碹、锚喷支护，井筒内铺设1台DTL-80/20×2×45型的皮带输送机。

2、副斜井及装备

副斜井担负运料、矸石运输及排水、进风、行人等任务，长396m，坡度20度，净断面5.8m2，采用半圆拱形断面，砌碹、锚喷支护，井筒内用JTP1.6×1.5型单滚筒防爆提升绞车，配套电机功率：

110kw、380v；选用变频调速电控、钢