三界沟煤矿安全专篇

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新庙三界沟煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市伊金霍洛旗境内，行政区隶属伊金霍洛旗纳林陶亥镇，矿井隶属内蒙古伊旗煤炭集团有限责任公司。内蒙古伊旗煤炭集团有限责任公司于2005年7月获得三界沟井田的探矿权，探矿证证号：1500000520547,有效期限至2011年7月。并委托中国建筑材料工业地质勘查中心内蒙古总队对三界沟井田进行地质勘查工作。2004年12月完成的《内蒙古自治区东胜煤田勃牛川普查区新庙三界沟煤矿煤炭资源储量核实报告》，此报告经过内蒙古自治区矿产资源储量评审中心评审通过，并已将评审过程中有关材料提交内蒙古自治区国土资源厅。2005年内蒙古自治区国土资源厅内国土资储备字[2005]059号，关于《内蒙古自治区东胜煤田勃牛川普查区新庙三界沟煤矿煤炭资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明。煤炭工业合肥设计研究院于2007年完成了《内蒙古伊金霍洛旗新庙三界沟煤矿改扩建的初步设计》的修改，并经内蒙古鄂尔多斯市煤炭局审查批复。根据审查意见内蒙古伊旗煤炭集团有限责任公司三界沟煤矿委托我公司编制内蒙古伊金霍洛旗新庙三界沟煤矿改扩建初步设计安全专篇。一、编制设计的依据1、设计委托书；2、国家煤矿安全监察局文件煤安监监一字(2002)65号文“关于印发《煤矿(井工、露天)初步设计安全专篇编制内容》的通知”;3、国务院1982年颁发的《矿山安全条例》和《矿山安全监察条例》;

14、国家煤矿安全监察局制定的《煤矿安全规程》（2004年版）；5、《中华人民共和国煤炭法》；6、《中华人民共和国安全生产法》；7、《矿山安全法》；8、《矿井防灭火规范》（试行）；9、《矿井通风安全装备标准》；10、《矿井通风安全监测装备使用管理规定》；11、《煤矿救护规程》（2004）；12、《矿井水文地质规程》；13、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》；14、《矿山电力设计规程》；15、《煤矿井下粉尘防治规范》（试行）；16、《工业企业设计卫生标准》；17、《煤炭工业设计规范》、《煤矿安全规程》等国家有关煤炭工业的规程、规范和技术政策；18、内蒙古伊旗新庙三界沟煤矿设计委托书。19、内蒙古自治区国土资源厅内国土资储备字[2005]059号，关于《内蒙古自治区东胜煤田勃牛川普查区新庙三界沟煤矿煤炭资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明。20、2004年12月10日伊金霍洛旗新庙三界沟煤矿编制完成的《内蒙古自治区东胜煤田勃牛川普查区新庙三界沟煤矿煤炭资源储量核实报告》。21、2005年5月伊旗环境保护检察中心颁布的[2005]22号文〈关于伊

2金霍洛旗新庙三界沟煤矿扩产项目的批复〉。22、煤炭工业合肥设计研究院编制完成的《内蒙古自治区伊金霍洛旗新庙三界沟煤矿改扩建初步设计报告》23、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》国家有关法律、法规及现行技术政策。二、设计的指导思想和设计原则以“安全第一，预防为主”为设计的指导思想，实事求是地对本矿井的安全条件进行评价，提出可行的安全防范措施，提高矿井安全生产水平。1、针对该矿井上、下安全条件，设计中严格贯彻执行国家有关煤矿建设的各项法规和政策，为确保矿井的安全生产制定出安全可靠、行之有效的措施。2、在安全设施的设置和安全设备的装备上选择技术含量高，安全可靠操作简便的，并作到功能全、型号齐、数量足，相关的专项投资一次给足，不留缺口。3、在建设工期的编制中安全系统的建设同时纳入编制内容，做到与矿井主体工程同时设计，同时施工，同时竣工并投入使用。4、设计中充分重视工人的劳动保护、安全卫生，生产救护和环境保护，装备必要的救护设备和常规用具，设置相应的安全设施改善工人的劳动条件，树立企业的良好形象。三、设计的主要特点及安全评价(-)设计的主要特点1、矿井采用中央并列式通风系统，设置了完善的通风设施和构筑物,井下各用风地点的风量、风速均符合《煤矿安全规程》要求。采用风机反

3转方式反风，反风系统安全可靠，避灾线路明确，抵御灾害能力较强。配备了足够的通风安全仪器仪表，并采取防漏风、降低风阻的有效措施，对及时掌握、调整通风参数提供了保证；2、建立矿井防尘供水系统，采用静压供水，并采取了有效的减尘、降尘、清尘措施，完善了隔爆、抑爆设施；3、矿井防灭火系统采用以阻化剂防灭火为主，均压防灭火为辅的防治煤层自燃措施；4、煤矿配备了KJG2000型安全生产监测监控系统，采取防止瓦斯聚集、引燃措施，预防瓦斯爆炸；5、井上、下设置了消防材料库及消防管路系统，配备了足够的消防器材，防灭火措施完备可靠；6、井下机电碉室、主要井巷支护及输送机胶带、电缆、风筒等均选用阻燃型材料；7、回风井口设有防爆门，可防止灾害事故的扩大；8、井下留有合理的防水安全煤柱，并配备了探水、排水设备，既可预防突发水患，又能保证最大涌水时的正常生产；9、工业场地内布置了排洪沟，能有效地防止地表水影响矿井正常生产;10、井下主排水泵房及主变电所设有防火栅栏门和密闭门，可阻止灾害的发展;11、矿山救护本矿井矿山救护依托内蒙古矿山救护支队鄂尔多斯区域矿山救护消防大队；

412、所选用产品、设备标志要求按照《煤矿安全规程》第七条要求，凡涉及安全生产的产品，必须取得煤矿矿用产品安全标志。未取得煤矿矿用产品安全标志的产品，不得使用。13、在设计中列出了安全防治的专项投资并提出了安全设施和装备的施工质量与工期要求。（二）安全评价根据本设计的内容结合该矿的安全条件，本矿井的主要灾害为内外因火灾、瓦斯、粉尘和顶板事故，以及机械、电气事故。本安全专篇针对以上各种灾害制定了相应的安全措施，并配置了相应的装备及设施，所以矿井建设只要严格按本安全专篇要求实施，矿井生产严格执行《煤矿安全规程》，本矿井将有较可靠的安全保障，可以杜绝重大恶性安全事故的发生。矿井的领导首先要全面认真学习国家的有关法规、政策，提高煤矿生产的安全意识，并教育工人认真学习安全知识和自我保护的知识，根据矿井安全专篇设计的内容保质、保量、健全安全方面的设施，配齐所有的安全检测和防治的设备器材，并进行专项专人安检设备、仪器操作的培训，矿井才能确保安全生产。根据以上条件及主要灾害类型，确定本矿井的安全条件较为简单，安全类型为中等。四、待解决的主要问题1、井田内局部地段煤层顶板及覆盖较薄，且风化程度较高，裂隙发育，易发生顶板冒落和地层坍塌，导致第四系孔隙潜水与煤层承压水发生水力联系，构成直接充水含水层，建议进一步作工作验证，查明其富水性。

52、本次勘查未采集瓦斯样，本区瓦斯含量虽然较低，建议开采时还应注意矿井通风，防止瓦斯聚集与煤尘爆炸。3、采空区范围大，应加强管理。4、本次勘查精度较低，可采煤层厚度变化大，给合理开采煤层的机械设备选型造成一定困难，建议对井田可采区域补充钻孔，精确了解煤层厚度，提高井田勘查精度。

6第一章井田概况及安全条件第一节井田概况一、地理概况1、交通矿区位于伊金霍洛旗新庙乡南部，距新庙乡政府所在地约15km,沿勃牛川有砂石路相通。从新庙乡向西沿边（家壕）一贾（家湾）线4km至S203公路（复线柏油路），然后向北28km至鄂尔多斯市东胜区，向南30km至陕西省大柳塔镇，均为东胜煤田开发重要城镇，公路，铁路四通八达，构成网络。故矿区交通条件便利。详见图1-1-1交通位置图。2、地形地貌矿区地形总体为东北高西南低，最高点位于矿区东北部，海拔标高约12880米，最低点位于矿区南部勃牛川与三界沟交汇处，海拔标高约1090米，最大标高差198米。一般海拔标高1100-1275米，一般相对标高差125米。区内地形切割强烈，沟谷纵横，形成山熨，沟谷。山坡梁皿大部分被第四系风积沙覆盖，沟谷迎风坡裸露基岩，属典型的高原侵蚀性丘陵地貌特征。3、气象矿区属于旱一半干旱高原大陆性气候，阳光辐射强烈，日照丰富，昼夜温差较大。冬季寒冷漫长，夏季炎热短暂，春季少雨多风，秋季多雨凉爽，据鄂尔多斯市气象局气象资料：年平均气温6.2C,最高气温38.3C。年降水量277.7mm-544.4mm,平均401.6mm,年蒸发量1749.7mm-2436.2mm,为年降水量的5倍。区内风多风大，平均风速2.3米/秒，最大风速可达20米/秒。无霜期短，一般165

7天，冰冻期长195天,最大冻土深度为1.50米。4、水系矿区属区域性地表分水岭“东胜梁”南侧勃牛川流域，次一级沟谷三界沟为矿区东南界。勃牛川及三界沟均为季节性地表径流，冬春有小流量流水，雨季在暴雨过后可形成短暂的洪流。流水向南汇入陕西省境内的窟野河，最终注入黄河。5、地震据地质资料，鄂尔多斯市附近地区地震动峰值加速度（g）为0.05,对照烈度6度。井田无泥石流、滑坡等地质灾害现象，仅在部分陡坎地段有小面积黄土崩塌现象。二、矿区概况1、井田开发情况新庙三界沟井田位于东胜煤田东南部勃牛川普查区南部，东胜煤田已探明储量为1006亿t。东胜煤田是我国迄今为止发现的最大煤田，它含煤面积广、煤炭资源丰富、煤质优良、开采技术条件简单、适于规模机械化开采。新庙三界沟煤矿为改扩建矿井，根据中国建筑材料工业地质勘探中心内蒙古总队对三界沟井田进行地质勘探结果，矿井由原设计生产能力0.21Mt/a,改扩建为0.45Mt/a。2、电源在三界沟矿井工业场地以东方向有神东35KV变电站，其35KV可作为矿井的一个电源。在矿井工业场地偏南方向约20Km处现有新庙110KV变电站一座。矿井两回10KV电源引自新庙110KV变电站10KV母线段和35KV神东变电站母线段。三界沟矿井两回电源线路拟采用10KV架空线路，矿井供电电源需矿

8方与当地电力部门签订供电协议，以确保矿井供电安全可靠。3、水源根据区域水文地质条件，本详查区井田属鄂尔多斯高原水文地质区，丘陵地岩裂隙水分布区，以侏罗系砂岩赋水为主，裂隙发育，但大气降水入渗条件差，形成地下水贫泛，而地表迳流较好现象，本详查区内没有可做为永久供水水源地条件，目前建设用水由神山镇三界沟村深井水供给，深井出水量为20m3/h。本矿井永久供水水源可从两个方面解决，一方面继续使用神山镇水源：另一方面可在矿区周边河滩及沟谷浅层地下水解决，但需经勘查证实，取得可靠资料，以便进行下阶段设计。本矿井井下排水量正常为10m3/h,最大为15m3/h,经地面净化处理后，可作为井下消防洒水用水，不足部分由地面给水系统补充。4、通信本矿井采用行政、调度合一制式，选用KTJ4H型数字程控调度交换机一台，容量80门，完成矿井内部行政、生产调度之功能。调度主机设在矿办公楼生产调度中心。矿井通信采用二线环路中继接口方式，两对中继线接至准格尔旗神山镇电信所。第二节安全条件一、地层与地质构造（一）地层1、区域地层

9新庙三界沟煤矿位于东胜煤田东南部勃牛川普查区南部。东胜煤田为侏罗纪早中期大型含煤建造，主要含煤地层为侏罗纪中下统延安组。一2丫），其沉积基底为三叠系上统延长组（T3y）,上覆侏罗系中统直罗组（J2y）,安定组（J2d）；白垩系下统志丹群（Klzh）；第三系上新统（N2）;第四系上更新统马兰组（Q3M）、全新统（Q4）。详见表东胜煤田地层一览表。

10东胜煤田地层一览表表1-2-1地层单位厚度(m)最小〜最大平均岩性第四全新统Q』0-68.24主要由风积砂层，次为河流淤积、洪积层。风积砂成分以细粒石英为主，河流淤积层岩性为砂、粉砂或砾石，洪积层以砂、砾石为主。系Q更新统Q3m16.41上部为淤积层，岩性为砂、粉砂及黑色土壤，底部为马兰黄土，岩性为淡黄色亚砂土，柱状节理发育，含钙质结核。不整合于老地层之上第系R上新统N210.144.43上部为粉红色砂质粘土、亚砂土，下部为灰色、桔黄、棕红色砾岩夹棕红、棕黄色砂岩，分选及滚圆度差，呈半胶结状态，松散。不整合于老地层之上下白垩统志丹群(k/zA)7.37〜185.8585.86上部以豉红、粉红及灰绿色的细、粉砂岩为主，局部含砾，泥质胶结，较疏松，具大型斜层理。下部为紫红、桔黄色的杂色砾岩及含砾粗砂岩互层，夹粉砂岩，砾石以花岗岩、花岗片麻岩、石英岩等组成。分选差，磨圆度中等，泥质胶结，较疏松。与下伏地层呈不整合接触。中侏罗统J2安定组J2a11.26〜48.7427.47为一套紫红、砖红、黄棕色中、细粒砂岩，中夹灰紫色砂质泥岩。底部为浅黄色，向上变为浅紫色的巨厚层状砂岩。与下伏地层呈假整合接触直罗组J2Z15.56〜⑹.8596.07上部为一套杂色的细、中粒砂岩，颜色为灰白、灰黄、灰兰、灰绿、灰紫色等，泥质或粘土质胶结。底部为厚层状的灰黄色中粗粒砂岩，局部相变为砂质泥岩。含较多铁质、泥质结核。底部局部含1号煤层。与下伏地层呈假整合接触中上岩段Ji-2y339.70〜84.0963.06上部主要由灰白色中、细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及2号煤组成。底部为灰白、黄绿色细、粉砂岩及泥岩，具小型波状层理及水平层理。下侏罗统延安组Ji-2y中CU岩段Ji-zy233.10〜78.3063.77主要由灰一深灰色粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩和3、4号煤组组成。底部为厚层状灰白色中、细粒砂岩，具波状层理、楔状交错层理和水平层理。Jl-2下tXj岩段Ji-2y'13.66〜96.9764.96主要为灰、灰白色细砂岩、粉砂岩及灰黑色、黑色泥岩、砂质泥岩、煤组成。含5、6号煤组。底部为灰色〜灰白色的细中粒砂岩，局部相变为粗砂岩或砾岩，发育大型槽状交错层理。与下伏地层呈假整合接触上迭统T3延长组T3y>132.80由灰绿色、灰白色细、中粒石英砂岩组成，含较多云母及少量的暗色矿物，粘土质胶结，局部地段顶部有明显的风化壳产物。

112、矿区地层据地质填图及钻探揭露成果，矿区内赋存地层有三叠系上统延长组（T3y）、侏罗系中下统延安组（Ji-2y）、第三系上新统（N2）、第四系（Q）,现将矿区地层由老到新叙述如下：（1）三叠系上统延长组（T3y）矿区内未见该组地层出露，据区域钻孔揭露，该组地层岩性为灰绿色中、粗粒砂岩，局部地段为含砾砂岩，夹灰绿色薄层状砂质泥岩和粉砂岩。发育大型板状、槽状交错层理。（2）侏罗系中下统延安组（Ji-2y）为矿区主要含煤地层，出露于较大沟谷两侧，依据其岩组合及沉积旋回特征可分为三个岩段。由于后期的风化剥蚀，仅残存第一岩段及第二岩段底部，残存地层由北向南变薄，赋存厚度24.15-202.28米，平均71.10米，岩性为浅灰一灰白色细粒砂岩，少量为灰色一深灰粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层，含少量钙质泥岩（或泥灰岩），含4、5、6煤组，含煤2-12层，主要可采煤层一层，即6-2煤层，与下伏延长组呈平行不整合接触。（3）第三系上新统（N2）出露于矿区东北部的山梁上，钻孔中未见到，厚度约10-20米。岩性为浅红色砂质泥岩，含丰富的呈层状发育的钙质结核，基本为未完全固结成岩的较疏松状态。与下伏延安组呈不整合接触。（4）第四系（Q）

12按成因可分为风积沙（Q4eol）、冲洪积物（Q4al+pl）、残坡积物及少量次生黄土（Q3+4）,厚度一般0-35.94米，与下伏地层呈不整合接触。(二)地质构造1、区域构造东胜煤田大地构造分区属华北地台鄂尔多斯台向斜东胜隆起区之东北部，总体表现为一向南西倾斜的单斜构造，倾向210°左右，产状平缓,倾角一般小于5°,无大的褶皱和断裂构造，仅沿地层走向和倾向有微弱的波状起伏，未见岩浆岩侵入，地质构造简单。新庙三界沟煤矿位于东胜煤田勃牛川普查区南部，其基本构造形态与区域构造形态一致，为一向南西倾斜的单斜构造，倾向南西，产状平缓，倾角1-3°,断层、褶皱等构造不发育，亦无岩浆岩侵入体，矿区地质构造简单。2、矿区构造新庙三界沟煤矿位于东胜煤田勃牛川普查区南部，其基本构造形态与区域构造形态一致，为一向南西倾斜的单斜构造，倾向南西，产状平缓，倾角1-3°,断层、褶皱等构造不发育，亦无岩将岩侵入体，矿区地质构造简单。二、含煤地层及含煤性井田内含煤地层为中、下侏罗统延安组(Jl-2y),含煤岩系为由碎屑岩组成的陆相沉积地层，沉积环境为冲洪积、河床、河漫滩、泥炭沼泽为主的内陆盆地沉积。该组地层全区发育，由于后期的风化剥蚀，地层厚度变化较大，地层厚度24.15〜202.28m,平均厚度为71.10m。该组地层含煤4、5、6三个煤柱，含煤2-13层，可采煤层1层。煤层总厚度为1.57〜9.09m,

13平均为5.33m,可采煤层总厚度为0.80〜4.67m,平均为2.74m。含煤系数为7.49%,可采含煤系数为3.85%。三、煤层据钻孔、矿井揭露的岩煤层对比结果，矿区主要可采煤层为6-2煤层，对比可靠，为矿区大部可采的较稳定煤层。现将其赋存情况叙述如下：6-2煤层：矿区内主要可采煤层，沿西部边界出露。煤层自然厚度0.35-4.67米，平均1.80米，储量利用可采厚度0.80-4.67米，由于井田内无钻孔，据三界沟煤矿实际开采所接露的6-2煤层，在井田西部现采区，局部出现一层夹石，夹石上煤层厚为2.95-2.85m,夹石厚O-l.Om,下煤层0-1.05m,6-2煤为可采的较稳定煤层，顶底板岩性为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩。其它不可采煤层：6煤组：6-2煤层下部发育0-2层，厚度0-0.56米，无可采点：上部发育1-2层，厚度0.30-0.70米，无可采点。5煤组：发育0-4层煤，厚度0.15-0.48米，无可采点。4煤组：仅P38孔见到5号煤层，厚度0.27-1.98米，1层煤可采，但己风化。根据地质填图成果，矿区内含4-1和4-2煤层，但沿露头大面积自燃。西南部虽有残留，可由于覆盖层薄，均已风化，煤层厚度一般在0.60-0.70米之间，故4煤组不含有开采价值的煤层。四、煤类、煤质与煤的用途（一）煤类区内煤层结粘指数为零，透光率＞50%,无水无灰基挥发分率＜37%,依据中国煤炭分类国家标准(GB5751-86),确定矿区内6-2煤层以不粘煤(BN31)为主。(二)煤质特征

141、物理性质及煤炭特性矿区内煤呈黑色，条痕褐黑色，弱沥青一沥青光泽，条带状结构，棱角状，参差状断口，层状构造，内生裂隙较发育，燃点300c左右，燃烧试验为剧燃，残灰呈粉状，灰白一黄灰色，显微硬度19.5-20.3kg/mm2。(1)宏观煤岩特征矿区内各煤层煤岩组分主要为亮煤，镜煤、暗煤、丝炭呈薄条带或透镜体夹于其中，宏观煤岩类型为半亮型。(2)显微煤岩特征矿区内主要可采的6-2煤层有机显微组分以镜质组和丝质组为主，两者之和为89.5%,半镜质组7.9%左右，稳定组2.7%左右，煤中无机显微组分含量很低，以粘土组为主，含量2.6%左右，硫化物组、碳酸盐组、氧化物组含量一般均小于0.5%。根据国际显微煤岩类型分类原则，矿区内煤为微镜惰煤。2、化学性质、工艺性能(1)化学性质本次核实所利用的矿区周边的三个钻孔，6-2煤层均不可采，故未进行煤芯煤样品测试化验，核实时矿区内各可采煤层主要化学性质参照勃牛川普查区域化验资料，见表1-2-2：6-2煤层煤芯煤样化验测试成果统计表。表1-2-26-2煤层煤芯煤样化验测试成果统计表煤层号洗工业分析(％)Qnet.d(MJ/kg)St.d(%)ST(℃)煤类

15选情况MadAdVdaf6-2原2.48-10.246.82(39)4.75-15.286.71(39)31.76-34.9534.05(37)25.59-29.8828.66(29)0.11-0.890.24(39)1050-13401220(16)BN31为主洗2.77-8.456.10(37)2.96-5.384.17(37)32.16-38.2433.93(37)28.77-30.1629.58(11)0.05-0.220.16(33)由表1-2-2可知，6-2煤层为低灰、特低硫煤。(2)工艺性能发热量：矿区内6-2煤层原煤干基低位发热量为25.99-29.88MJ/kg,平均28.66MJ/kg,属高热值峰。气化性能：A、煤对二氧化碳的反应性据原普查报告资料，当试验温度为950C时，6-2煤层对二氧化碳还原率为68.5%,说明区内6-2煤层化学反应性较高，是良好的气化用煤，见表1-2-3：煤对C02反应性统计表。表1-2-3煤对C02反应性统计表800850900950100010506-215.56-30.620.9(8)28.6-42.136.1(8)47.6-63.852.6(8)63.2-74.668.5(8)72.5-87.279.1(8)78.2-88.287.2(8)B、热稳定性据原普查报告测试成果：6-2煤层热稳定好，为良好的气化用煤。C、结渣率当鼓风强度为0.2m/s时，6-2煤层结渣率为18.84%,为中等结渣煤，对气化影响不大。

16低温干储：6-2煤层焦油产率平均为7.7%,属富油煤。粘结性：区内各煤层粘结指数均为零，焦渣类型为2,故区内煤无粘结性。可选性：据原普查报告所作浮沉试验成果，浮煤产率主要集中在-1.3和1.3-1.4两级，占88%以上，当理论精煤灰分为4.5-5.0%时，分选密度±0.1含量>90.5-9.5%,依据分选密度±0.1含量法分类标准，区内6-2煤层为极易选煤。（三）煤的工业用途矿区煤以不粘煤为主，其次为长焰煤，各煤层煤质特征基本相似，故其利用方向基本一致。矿区各可采煤层有害成分低，为特低灰、低中灰、特低硫、特低磷、中高发热量煤，是良好的动力及民用燃料，适用于各种工业锅炉、火力发电等，也可在建材工业、化学工业中作焙烧材料。煤粉加粘结剂，可制作煤砖、煤球、峰窝煤等。矿区内煤的气化性能好，煤对二氧化碳反应性能高，热稳定性好，可作气化用煤。区内煤属富油煤，也可作低温干储用煤。五、瓦斯、煤尘及煤的自燃性（一）瓦斯包头安科安全工程服务有限公司2005年11月对该矿瓦斯鉴定为“低瓦斯矿井”，全矿井瓦斯相对涌出量0.65米3/吨，绝对涌出量0.45米3/分,无瓦斯突出，CO2相对涌出量1.12米3/吨，绝对涌出量0.78米3/分。同时调查井田周边小窑过去从未发生过瓦斯爆炸事故。（二）煤的自燃倾向井田未作煤层自燃测试，以邻区资料作为参考。井田内煤变质程度低、燃点低，丝碳含量高，吸附氧的能力强，煤的

17挥发分含量高，经测定燃点值，T：282,To：275,属易自燃煤，因此在煤的开采和堆放过程中过煤的处置应予以足够的重视。（三）煤尘井田未作煤尘爆炸试验，以邻区资料作为参考。井田内可采煤层在急速加热时火焰长度大于400mm以上，煤层爆炸指数（挥发分）在35.74%,煤尘具有燃炸性，因此在生产过程中应采取措施降低煤尘。（四）地温井田内煤层埋藏较浅，经对井田内部分钻孔测定地温，没有发现特殊的地温异常，孔内温度变化与正常地温梯度基本吻合。六、水文地质（―）区域水文地质概况东胜煤田位于鄂尔多斯高原东北部，海拔标高一般1200-1400米，地形中部高南北两侧逐渐降低，沿泊匀江海一东胜一潮脑梁一带地形较高，呈东西向延伸，海拔标高1400/500米，构成区域地表分水岭，俗称“东胜梁二最高点位于东胜东南约18公里处的神山上，海拔标高1584米。煤田内地形切割强烈，沟谷纵横，具侵蚀性丘陵地貌特征。煤田的南部为毛乌素沙漠北缘，西北部为库布其沙漠东缘，在上述地带，具风积沙漠地貌特征。东胜梁南北两侧主要沟谷有乌兰木伦河、勃牛川、罕台川、哈什拉川、西柳河等。均属黄河流域水系，除个别大的沟谷有水量较小的常年性溪流外，多为季节性沟谷，旱季干涸无水，雨季暴雨过后可形成洪流，水量较大，历时短暂，于东胜梁两侧分别向南、北两个方向径流，最终注入黄河。煤田属温带半干旱高原大陆性气候，年降水量277.7mm,蒸发量1749.7mm-2436.2mm,

18日照丰富，干燥多风。依据地下水的赋存条件及水力性质不同，煤田内的含水岩组可划分为两大类：新生界松散岩类孔隙水含水岩组和中生界碎屑岩类孔隙裂隙潜水一承压水含水岩组。其区域水文地质特征见表1-2-4。

19地下水类型含水单元主要岩性层厚(m)单位涌水量(L/s.m)水质类型溶解性总固体(g/L)备注松散岩类孔隙潜水含水岩组全新统冲洪积潜水含水层各粒级砂、砾石层16-360.000611-0.36HCO3-Ca0.2-0.38全新统风积沙潜水含水层浅黄色细粒砂0.562.55-40.19HCO3-Ca0.8萨拉乌素组潜水含水层湖积粉、细砂107.030.0016-3.74HCO3-Ca0.25-0.3碎屑岩类孔隙裂隙潜水承压水含水岩组志丹群含水层砾岩、粗粒砂岩为主夹细砂岩泥岩0-5000.0078-2.171HCO3-K-Na0.741-0.95侏罗系中统含水层以中、粗粒砂岩为主0-3580.000437-0.0274HCO3-Ca-Mg0.10-1.7540侏罗系中下统延安组含水层灰白、浅灰各粒级砂U-I石133.28-279.180.0027-0.026HCO3-CI-K.Na三迭系上统延长组含水层灰绿色中、粗粒砂岩为>780.000308-0.253Cl-K-NaHCO3-CI-SO4-Na表1-2-4东胜煤田水文地质特征表(二)矿区水文地质特征矿区地处于干旱的半沙漠地带，地形总体中部东高西低。勃牛川为矿区周边最大地表水系，据古城壕水文站资料勃牛川最大洪峰流量为4810m3/s,最小流量0.002m3/s,十九年统计平均流量4.03m3/s,区内沟谷均属勃牛川流域，均为季节性沟谷，平时无水，暴雨后可形成洪流，由东向西流入暖水川经勃牛川向南方向径流，与乌兰木伦河在陕西省境内相汇成窟野河，最终注入黄河。

20据原普查报告资料，矿区含水岩组依据地下水赋存条件和水力性质不同，划分为两类：松散岩类孔隙潜水含水岩组和碎屑岩类孔隙、裂隙潜水一承压水含岩组，现分述如下：1、松散岩类孔隙潜水含水岩组该含水岩组可细分为第四系全新统冲积和风积砂含水层。（1）冲洪积含水层主要分布于区内各沟谷、阶地中，岩性以冲洪积砂及各粒组砾石为主,含水层厚度一般0.50-5.75米，据原普查报告民井调查资料，水位埋深0.40-3.00米，出水量0.0026-7.5L/S,水质类型为HCO3-Ca型及SO4•HCO3-Ca•K+Na,溶解性总固体464-572mg/L,富水性较弱，水位、水量季节性变化较大。（2）风积砂含水层该含水层厚度变化较大，分布于位置较高处的风积砂一般具有较强透水性，而不具备贮水条件，位置相对较低处的风积砂，其富水性亦受汇水面积、含水层厚度、下伏基岩地形及形态的影响而差异显著，多在沟谷深切地段以泉的形式出露。据原普查报告资料，单泉涌水量0.054-4.16L/S,水质类型为HCCh-Ca型，溶解性总固体207-300mg/L,富水性一般较弱，该含水层水位、流量受大气降水影响较大，雨后流量增加，雨后5-10天内流量锐减，在旱季个别泉甚至干涸。第三系上新统（N2）隔水层：岩性为红色砂质泥岩，厚6.41-13.93m,平均10.69m,全区发育，分布连续，隔水性良好。

21碎屑岩类孔隙、裂隙潜水一承压水含水岩组：矿区地处东胜煤田东南部，延安组上部及安定组、直罗组、志丹群等均被剥蚀。因此矿区内仅存的碎屑岩类含水央组为延安组含水岩组。其岩性组合为灰一深灰砂质泥岩，粉砂岩夹中、细粒砂岩，含6煤组,含水层岩性为中、细粒砂岩，据南邻近的宏景塔详查区水文地质钻孔抽水试验资料：水位埋深67.54-106.19m,水位标高1200.51-1295.39m,单位涌水量g=0.00()431-0.0024IL/s.m,渗透系数K=0.00541-0.00715m/d,水质类型为HCO3-K+Na.Ca型及HCO3.Cl-K+Na型，溶解性总固体203-666mg/L,该含水岩组含孔隙、裂隙潜水，局部为承压水，富水性弱。火烧岩体的水文地质特征：煤层自燃，顶板岩石受烘烤后冷却坍塌而生成较丰富的空间裂隙，为地下水的贮存及运动提供了良好的场所。岩石经烧变石，原属隔水的泥质岩、泥质粉砂岩等，均可成为含水或透水层。受煤层厚度大小，发育的空间位置、燃烧时内外条件及燃烧的范围大小等诸多因素影响，火烧岩体的水文地质特征存在着较大的差异。当煤层空间位置较高，火烧岩体的烧变裂隙不具贮水条件或贮水条件差时，其富水性较弱或只具透水性；但当煤层空间位置较低，所生成的水力联系时，则在一定范围内可形成较强的富水带。无论富水性强弱，火烧岩体均具较好的透水性。矿区内的火烧岩体主要为6-2煤层自燃所致，在区内其它地段亦有4煤组火烧体存在，但分布零星，规模不大。由于其多数发育于沟谷两侧高于沟谷河床面，贮水条件差，因而多为透水不含水层。6-2煤层火烧体主要分布于三界沟和勃牛川交会处。一般泥质岩类、粉砂岩类经火烧后质地变得坚硬，层间裂隙密集发育；而砂岩类则变得易碎，各类岩石经火烧或烘烤后均呈红色一一紫红色。煤层燃烧对顶板的烘

22烤大于底板。据钻孔资料，底板烘烤深度一般不足1m,而顶板烘烤高度为25.64-27.70m。据磁法勘探资料，区内火烧岩体宽度多在110-440m之间。6-2煤层火烧体的泉一般分布于位置较低且火烧体规模较大的地段。其涌水量0.0185-0.325L/S0水质类型为HCCh-Ca、HCCh-Ca.Mg、HCCh-Ca.Mg.K+Na型，溶解性总固体227-25lmg/L,PH=7.7-8.2。含裂隙潜水，富水性弱，对矿山开采不会影响太大。地下水补给、径流及排泄条件：1、第四系潜水第四系孔隙潜水的补给源以大气降水为主，冲洪积潜水亦接受上游侧向径流补给及其它含水层以泉的形式排泄补给；风积沙含水层亦接受沙漠凝结水的补给。第四系潜水径流受沟谷地形控制，向低洼处径流，一般在沟谷深切地段以泉的形式排泄。强烈的蒸发亦为第四系潜水的重要排泄途径之一。2、碎屑岩类孔隙，裂隙潜水一一承压水碎屑岩潜水一一承压水的补给源以大气降水、侧向径流补给为主，其径流受单斜构造控制多沿地层倾向即南西方向径流，真排泄以侧向径流排泄为主，局部亦以泉的形式排泄，补给地表水及冲洪积潜水。3、火烧岩体裂隙潜水火烧岩体潜水补给源以大气降水为主，在局部地段亦接受第四系冲洪积潜水的补给，沿地层倾向即南西方向径流，在沟谷深切地段及低洼处以泉的形式排泄。

23（三）矿区水文地质类型的划分及复杂程度评价矿区内直接充水含水层和间接充水含水层的含水空间以裂隙为主，孔隙次之，属孔隙、裂隙充水矿床。最下一层可采煤层6-2煤层位于本区最低侵蚀基准面以上，直接充水含水层富水性弱（qVO.ll/s.m）,其补给源以贫乏的大气降水为主，火烧岩体位于三界沟和勃牛川潜水面以上，贮水条件较差，富水性较弱。据此将矿区水文地质类型划分为第一一二类第一型,即孔隙一裂隙充水矿床，水文地质条件简单。（四）供水水源本矿井为改扩建矿井，矿井供水水源取自第四系松散岩类孔隙、潜水含水岩组，目前已形成供水系统，水量充足，能够满足矿井开发的需要。现有水源井二眼，能够满足生活生活用水。七、煤层顶、底板稳定性评价及工程地质类型（一）煤层顶、底板岩性矿区主要可采煤层6-2煤层，顶板岩性以泥岩类为主，其次为粉砂岩和砂岩类，底板岩性以泥质岩类、粉砂岩类为主，岩石的RQD值多在60%左右，岩石质量等级为中等，岩体中等完整。据原报告岩石物理力学性质试验结果，岩石自然状态单轴极限抗压强度为20-40Mpa,属软弱一一半坚硬岩石，岩层抗压强度较低。（二）工程地质类型本区地层平缓，构造简单，地层岩性较单一，工程地质分类多为软弱岩类，以碎屑岩为主。可采煤层直接顶、底板抗压强度在20〜40MPa之间,虽以软弱〜半坚硬岩石为主，但结构面不发育，岩石质量指标RQD值均在60%左右。岩石质量中等〜好，岩体中等完整〜较完整。根据《矿区水文地质工程地质勘探规范》(GB12719—91)的有关规定，综合分析，本矿区工程地质勘探类型为：地质构造简单，岩体为软弱岩类，为第二类，第二型，即层状岩类中等型。八、勘探程度资源及开采条件评述

24设计采用的地质报告是《内蒙古自治区东胜煤田勃牛川普查区新庙三界沟煤矿煤炭资源储量核实报告》，该报告虽然查明了矿区构造形态，可采煤层层数、层位、厚度、结构、产状及可采范围，确定本矿井地质构造条件简单。查明了区内水文地质条件，并对工程地质作了评价，对煤层爆炸危险性等开采技术条件做出了评价。但勘探程度和研究深度不够，通过资源储量核实，共获得保有资源储量总计为6900kt,全部为推断的内蕴经济资源量(333),但尚存在以下问题，有待进一步查明。1、井田内局部地段煤层顶板及覆盖较薄，且风化程度较高，裂隙发育，易发生顶板冒落和地层坍塌，导致第四系孔隙潜水与煤层承压水发生水力联系，构成直接充水含水层，建议进一步作工作验证，查明其富水性。2、本次勘查未采集瓦斯样，本区瓦斯含量虽然较低，建议开采时还应注意矿井通风，防止瓦斯聚集与煤尘爆炸。3、采空区范围大，应加强管理。4、本次勘查精度较低，可采煤层厚度变化大，给合理开采煤层的机械设备选型造成一定困难，建议对井田可采区域补充钻孔，精确了解煤层厚度，提高井田勘查精度。第三节矿井设计概况一、工程性质本矿井工程性质为改扩建矿井。二、井田开拓开采(-)井田境界新庙三界沟煤矿，位于内蒙古自治区鄂尔多斯市伊金霍洛旗境内，行政隶属伊金霍洛旗纳林陶亥镇。具体位置在勃牛川以东，三界沟以北一带,其地理坐标为：

25东经:110°22'59"-110°24'43"北纬：39°18'37"-39°20'25"批准矿区面积3.215km2,开采深度1110-1090米。矿区范围由7个拐点圈定，各拐点坐标见表1-3-1。表1-3-1点号XY1435414037446810243552103744807034356530374481104435624037449300543555603744931064354240374482407435321037446850矿区东西宽2.50km,南北长3.32公里。煤层埋深0-149.93米。(二)资源储量1、矿井地质储量依据资源储量核实报告，地质资源储量为690万吨，全部为推断的内蕴经济资源量(333)o详见表1-3-2。表1-3-2可采煤层地质资源量汇总表类别煤层推断的内蕴经济储量(333)地质资源量VI-2690690合计6906902、矿井工业资源储量根据煤矿设计规范，矿井工业资源储量按下式计算：矿井工业储量=331+332+333XK=690X0,9=621万吨

26可信度系数取0.9经计算，工业资源量为621万吨。3、矿井设计资源储量设计资源储量是在矿井工业储量的基础上减去永久煤柱损失量后的资源储量。本矿永久煤柱的留设如下：(1)根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，井田境界煤柱取40m,本矿20m,相邻矿取20m。(2)地面建筑、构筑物与井筒煤柱按照保护煤柱的留设方法，第四系表土按45°移动角，煤层岩按70°移动角进行计算。经计算，矿井设计资源储量为546万吨，详见表1一3-3。煤层编号工业储量永久煤柱损失设计资源储量井田境界断层村庄小计VI-2621750075546合计621750075546表1-3-3矿井设计资源储量汇总表单位：万吨4、矿井设计可采储量矿井设计可采储量：矿井设计资源储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率。矿井可采储量按下式计算：ZK=(Z-P)•C式中：

27ZK——矿井设计可采储量，万吨；Z——矿井工业储量，万吨；P——主要井巷煤柱损失，万吨；C——采区回采率，取80%经计算，全矿井设计可采储量408.32万吨，见表1-3-4。表1-3-4矿井设计可采储量汇总表单位：万吨煤层编号设计储量设计可回收煤柱占用资源储量剩余资源储量采区回采率设计可采储量工业场地及井筒大巷小计VI-254615.62035.6510.480%408.32合计54615.62035.6408.32（三）矿井设计生产能力及服务年限1、矿井设计生产能力（1）矿井工作制度矿井设计年工作日为330d,每天三班作业，每日净提升时间14h。（2）矿井设计生产能力确定确定矿井设计生产能力主要考虑以下因素：矿井资源/储量，地质和开采条件，技术装备与管理水平，矿井与水平服务年限，国家和市场对煤炭的需求与经济效益。本矿地质资源储量690万吨，设计可采储量408.32万吨，地质构造简单，煤层赋存较稳定，易于开采。综上所述，结合矿方要求，矿井设计生产能力为0.45Mt/a。

282、矿井设计服务年限矿井服务年限按下式计算：T=Z/A.K式中：T矿井设计服务年限，a；Z——设计可采储量，4083.2kt；A——设计生产能力，0.45Mt/a；K——储量备用系数，取1.30矿井服务年限为T=4083.2/450X1.3=7.0（a）经计算，矿井设计生产能力为0.45Mt/a,服务年限7.0a。（四）井田开拓1、井田开拓方式本井田仅一层煤，煤层埋深较浅，瓦斯含量低，水文条件简单煤层倾角1-3°,煤层赋存稳定，所以矿井采用平帽斜井开拓，主运输采用胶带运输，辅助运输采用无轨胶轮运输。2、井口及工业场地位置的选择井口及工业场地选在井田西北部，此处场地较平坦，井下运输较短，井巷工程少。3、井田开拓根据井田地形条件，外部建设条件和煤层赋存条件等影响因素分析，利用现有副斜井作为改扩建后的副斜井，在井田的西北部分别新建一个主

29斜井和一个回风斜井，主斜井坡度为12度，斜长110m,回风斜井坡度为10度，斜长109m,主井筒见煤后沿井筒方向布置主运大巷，主运大巷从井底向前掘490m改为平行矿界布置到矿界2#拐点后再改为沿矿界煤柱布置直至北部矿界煤柱，在主运大巷两侧平行主运大巷，分别布置辅运大巷和回风大巷，大巷间的煤柱为30m,新布置的辅运和回风大巷分别通过联络巷与原主运大巷和回风井联络。在大巷里侧布置回采工作面。井田开拓平、剖面图见图1-3-2。4、采区划分本井田可采煤层一层为近水平煤层，设计根据矿井的开拓方式，井田面积较小煤层赋存条件简单，综合考虑矿井生产现状，运输、通风及工作面接替等因素，划分一个采区，首采工作面布置在靠近工业广场一侧。见开拓方式方案图1-3-1o5、井筒及井底车场碉室(1)井筒全井田共布置三条井筒即主斜井、副井、回风斜井。主斜井：主要担负全矿井煤炭提升运输任务，兼作行人、进风和安全出口，净断面8.96m2。井筒内设固定带式运输机。铺设动力、信号、通讯电缆和排水，消防洒水管路等。井筒断面见图1-3-3。副井：作为矿井掘进肝石、材料、设备提升、下放，兼作进风和安全出口，净断面12.38m2,井筒断面见图1-3-4。回风斜井，砌诡和锚喷支护，砌诡部分厚度300mm,锚喷部分支护厚度为100mm,用作矿井回风兼作安全出口，井筒断面见图1-3-5。

30井筒特征见表l-3-5o表1-3-5井筒特征表特征名称井口坐标XY井口标高(m)方位角(度)倾角(度)宽度(mm)断面(m2)净掘净掘氏以(m)主平碉4354273.20137447221.595+1116.7622212340040008.9611.88110副平碉4353374.6537446798.95+1092.564000460012.3816.58148.8回风斜井4354618.0037447234.00+1119.58299103800440010.2313.35109(2)井底车场及碉室A、井底车场三界沟煤矿井下辅助运输采用防爆无轨胶轮车运输，故井下不设车场，仅设无轨胶轮车加宽错车巷或错车胴室。错车巷每隔300m设一段。B、井底胴室井下主运输为胶带运输机，通过皮带搭接与主井联接，通过主井皮带运到地面。砰石采用无轨胶轮车通过副井运出地面处理，材料和设备均由无轨胶轮车经副井运送至井下。井下中央变电所、水泵房、水仓、消防材料库等胴室设在主井井底附近；水仓设计2条，其中：一条主水仓，一条副水仓，定期交替清理。水仓容量：Q=8Q2=8X10=80m3（考虑将来0.45Mt/a主仓有效容量取120m3。）式中：Q8小时涌水量，m3；Q2——矿井的正常涌水量，10m3/h；

31水仓净断面：4.16m2,则水仓长度为29m。6、大巷布置根据矿井的开拓布置煤层赋存条件，水平划分和井上下主、辅运输方式，本着初期工程省，系统简单，生产过程中运输费用少，消耗低的原则,三条大巷均沿北部矿界布置在6-2煤层内，这样布置巷道工程量少，有利于安全生产。（五）采煤方法1、采煤方法的选择采煤方法是一个矿井的核心技术问题，它直接决定着矿井的生产技术水平、安全状况和经济效益。根据上述开采技术条件分析适宜6-2煤层的采煤方法为长壁垮落采煤方法，长壁垮落采煤方法的采煤工艺有综采机械化采煤、高档机械化采煤及普炮采采煤工艺，综采机械化采煤机械化程度高，生产能力大，高档机械化采煤及普炮采采煤较综采支护工作劳动强度大，生产能力小，一井一面很难满足矿井生产能力，就目前煤矿地下开采技术发展趋势看，综合机械化回采是采煤工艺的重要发展方向，它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动强度小的优点，结合矿上意见，决定采用机械化回采。2、回采工作面采煤工艺回采工艺为割煤一一推溜一一移架，完成一个循环。在顶板破碎时，先移架再推移刮板输送机。工作面最小采高为2.8m,最大采高为2.9m,平均采高为2.85m。采煤机采用端头斜切进刀，割三角煤，滚筒截深0.6m,工作面循环进度为0.6m,工作面回采率为95%,每班3个循环，每日9个循环，日循环进度5.4m。

323、6-2煤综采工作面主要设备选型回采工作面采用采煤机割煤、装煤，可弯曲刮板运输机运煤，掩护式综采液压支架支护回采工作面顶板，其主要设备选型如下表l-3-6o

33表1-3-6回采工作面设备配备表设备名称设备型号功率(kw)单位数量备注总量其中采煤机MGTY300/700-1.1D300X2+40X台1可弯曲刮板输送机SGB764/4002X200台1破碎机PCM132132台1刮板转载机SZZ764/1321321液压支架ZY6400/17/35架64端头支架ZTZ6600/18/32架1过度支架ZYG6400/17/35架4乳化液泵站BKW400/31.531.5台2调度双速绞车JDHB-20/2.9八1回柱绞车JH-14台2喷雾泵站KMPB320/6.345台1注液枪DZ-Q1把31小水泵ID65-50-I605.5台4胶带输送机SSZ800/125125台1阻化剂喷射泵WJ-242.2台1单体液压支柱DZ32根50超前支护II型钢梁HDL-4000根50超前支护4、工作面长度及年推进度1)工作面长度工作面长度与地质因素和工作面机械设备装备水平、矿井规模、顶板管理等技术因素关系密切，直接影响生产效益，加大工作面长度，不仅可以减少工作面的准备工程量，提高回采率，而且还相对减少了端头进刀等辅助作业时间，保证工作面高产高效。而增加工作面推进方向长度，可以减少搬家倒面次数，为工作面连续稳产、高产创造条件。根据本矿实际情况，结合当地生产实践经验，以及本矿井生产能力，

34设计确定工作面长度为100m,首采工作面推进长度为500m左右。2）工作面推进度工作制度为“三八”制，综采工作面“每完成一次截割”即为完成一个循环，截割进尺0.6m,循环进尺为0.6m,日循环个数为9个。则工作面年推进度为1782m。但因工作面停产搬家，一年搬家2-3次，搬家准备时间约3个月，实际工作天数仅240天，年推进度为1296m。3）工作面采高根据煤层厚度，以及首采区煤层赋存条件，设计确定6-2煤层工作面一次采全高为2.85m。4）采煤机截深目前国内高产高效工作面采煤机截深在向0.8m及以上发展，采煤机截深主要与产量、顶板条件、投资等因素有关。因此，根据三界沟煤矿生产能力确定为0.45Mt,6-2煤层顶板属软弱一一半坚硬岩石的情况，考虑采煤机截深0.6m,同时，0.6m截深采煤机所配套的液压支架更加紧凑，减轻支架重量，因此确定采煤机截深为0.6m。5）工作面日进度按工作面日产1875t计算，工作面的日进度可用下式计算：S2_iXHXyXC式中：Q——工作面日产量，按年产0.45Mt、年工作240d计算，Q=1875t；

35工作面长度，100m；H——工作面采高，2.85m；Y煤体容重，6-2煤层1.28t/m)C——工作面回采率，95%；1875S=100X2.85X1.28X0.95=5-41m5、工作面生产能力采煤工作面生产能力按下式计算：A采=MXIXLXr>

36可满足矿井0.45Mt/a设计生产能力的要求。矿井达到设计生产能力时采区回采工作面特征见表1-3-7。表1-3-7达到设计生产能力时采区工作面特征表采区名称采煤工作面个数装备煤层平均厚度(m)机采高度(m)推度11)年进<生产能力(kt/a)6-2煤层采区1综采工作面2.852.851296471.66、采区及工作面回采率井田内6-2煤层为中厚煤层，依据《煤炭工业矿井设计规范》，煤层采区回采率取80%,工作面回采率为95%。7、工作面顶板管理方式及液压支架选型根据确定的采煤方法，各煤层回采工作面顶板均采用全部垮落法管理。根据6-2号层的开采条件，并结合煤层底板岩性和工作面机采高度，综采工作面液压支架初选ZY6400/17/35掩护式液压支架，工作阻力6400kN,过渡支架与掩护式液压支架配套，支撑高度1.7〜3.5m,支架重量17.5U工作面超前20m采用DZ32型单体液压支柱配HDL-4000型口型钢梁支护。口型钢梁金属棚间距为0.5m,一梁两柱。(六)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)一一胶带运输进风顺槽(可伸缩胶带输送机）一一胶带运输大巷（胶带输送机）一一主斜井（胶带输送机）地面。2、辅助运输系统

37（1）主要材料运输系统地面材料设备一一副斜井（防爆无轨胶轮车）一一原辅助运输大巷（防爆无轨胶轮车）一一联络巷一一辅助运输大巷（防爆无轨胶轮车）一一顺槽联络巷（防爆无轨胶轮车）一一材料运输回风顺槽（防爆无轨胶轮车）一一回采工作面。（2）辅助材料运输系统地面材料设备一一副斜井（防爆无轨胶轮车）——原辅助运输大巷（防爆无轨胶轮车）一一联络巷一一辅助运输大巷（防爆无轨胶轮车）一一材料运输进风顺槽（防爆无轨胶轮车）一一回采工作面。3、通风系统地面新鲜风流一一主斜井（副平碉）一一运输大巷（辅助运输大巷）——胶带运输进风顺槽一一回采工作面（乏风）一一材料运输回风顺槽一一回风大巷回风斜井（主扇风机）地面。4、排水系统工作面顺槽（小水泵）一一回风顺槽（小水泵）一一运输大巷一一水仓一一主排水泵房（主排水泵）一一主斜井井筒（排水管）一一地面一一井下水处理站调节池。（七）掘进工作面个数及机械配备根据采煤工作面年推进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关

38系为原则，矿井移交生产及达到设计生产能力时，共布置二个综掘工作面,采掘比为1：2o表1-3-8掘进工作面主要设备表设备名称煤巷综掘工作面型号功率（kW）台数煤巷掘进机EBJ-65/48482可伸缩胶带输送机SSJ800/2X40402胶带转载机SZB-740/40402局部通风机YBT-28282凿岩机YF242喷雾泵站WPB-50/10111耙斗装岩机小水泵80WG5.52混凝土搅拌机安一V5.51混凝土喷射机ZP-IV5.51风镐风镐FG-8.32探水钻探水钻MYZ-1501（A）移交生产时的井巷工程量三界沟矿井移交生产时，井巷工程总量为3846m,掘进总体积为42827.42m3o其中胴室体积为2150m3。万吨掘进率为：85.47m/万吨。三、提升、排水和压缩空气设备1、主斜井提升（1）主井提升设备主井为斜井，井筒倾角a=6°-12°,斜长L=200m,垂深h=32.28m,运输机长度L=600m,设计主井提升设备为DTII型带式输送机，担负矿井

39的全部煤炭运输任务。1)设计原则主井提升设备年运输能力为0.45Mt/a,工作制度为330d/a,日工作16h/d,由于井下不设煤仓，设备最大生产能力为400t/h,故主井提升胶带输送能力按400t/h计算。2)设备选型计算A、主井胶带输送机设计选型计算主要依据①主井胶带输送机总长L=600m；②主井胶带输送机倾角a=12°；③主井胶带输送机运量Q=400t/h；④主井胶带输送机带速V=2m/s。B、胶带输送机带宽选择计算B=/-宝797nl(1)/K•y•v•c•e式中：B——胶带宽度，m；Q输送量，Q=400t/h；K——断面系数，K=400；Y——煤的松散容重，y=0.9t/m3；v带速，v=2m/soc倾角系数c=0.92；4)——速度系数，@=0.95。

40将以上数据代入公式(1),得出：B=0.797m,设计确定主井胶带输送机带宽B=800mmo（2）胶带输送机功率计算输送机正常运行时传动滚筒的总圆周力为：Fu=C•f•L•g•[qR0+qRR+（2qB+qG）]+qG・H・g+Fsl+Fs2式中：C——附加阻力系数，根据手册取1.45；f一一模拟磨擦系数，f=0.03；qRO承载分支托辑每米长旋转部分质量，取8.65kg/m；qRR回程分支托辑每米长旋转部分质量，取2.9kg/m；qB每米长输送带的质量为12.26kg/m；qG——每米长输送物斜的质量为33.33kg/m；H——提升高度32.28m；Fsl——主要特种阻力1,根据手册计算将90N；Fs2——特种主要阻力2,根据手册计算为1728N；将以上数据代入上面（1）得：Fu=30141.68N传动滚筒轴所需功率：PA=FuXV=30.72X2=61.44KW电机轴输出功率：PW=PA/n=61.44/0.85=72.28KW式中n取0.85（3）主斜井带式输送机主要技术参数综合以上计算和分析，本带式输送机的主要技术参数如下：

41带宽B=800mm,运量Q=400t/h,带速2.0m/s,机长L=600m,倾角B=6〜12°,提升高度33m。驱动系统：矿用防爆电动机，功率75KW,电压等级为660V。2、副斜井提升副斜井采用防爆无轨胶轮车运输材料、肝石和设备。3、主排水设备主泵房设在主斜井井底，正常涌水lOnP/h,最大涌水15m3/h,垂深H=33m,管路长200mo水泵选型：排水设备必须的排水量及扬程。QB=1.2Q=12m3/hHB=K(H+5.0)=50.54m根据排水设备必须的排水量及扬程选用D12-25X3型离心式水泵3台，一台工作，一台备用，一台检修。排水管路选用"89X4.5无缝钢管两趟，吸水管选用e89X4.5无缝钢管。根据管网特性及水泵性能曲线确定的工况点参数：初期：Qml=15.5m3/h,Hm1=66.5m,Hm=52%,水泵驱动电机计算功率Nml=5.62kwo后期：(管路淤积后管Qm2=14m3/h,Hm2=70.81m,nm2=53.5%,Z)C泵驱动电机计算功率Nm2=5.25kwo选用YB型，2极，660V,7.5kw电动机。

42矿井正常涌水及最大涌水时均采用“一泵一管”工作方式，矿井正常涌水时，一台水泵工作，一台备用，一台检修。日排水时间：初期15.49h,后期17.14h。两趟排水管路，一趟工作，一趟备用。矿井最大涌水时，两台水泵工作，一台备用，日排水时间：初期11.62h,后期：12.86h,两趟排水管路同时工作。水泵驱动电机660V供电，同毗邻的井下变电所直配，配电控制设备设于变电所内，水泵房与变电所间设联系信号。4、压风设备（1）设计依据矿井共布置2个掘进头，各头配混凝土喷射机和锚杆机，总耗风量8m3/min。（2）选型计算1）压气机必须的供气量Q=a1•a2•y•Emi•qi•ki=l1.6m3/min式中：a1——1.2,一台管路全长漏风系数；a21.15,机械磨损耗气量增加系数；Y一一1.05,海拔高度修正系数；mi同类风动工具；qi空气消耗量，mVmin；ki同时使用系数。2）压气机必须的出口压力P=0.6+0.1=0.7MPa

433)空气压缩机选择根据压气供气量和出口压力，选用DLG-75空气压缩机2台，1台工作，1台备用。DLG-75型空压机技术参数额定排气量：12.8m3/min出口排气压力：0.7Mpa电机功率:75kw(380V)(3)压气管道的选择压缩气体管路选为e76X4无缝钢管。四、井上、井下主要运输设备(-)地面主要运输设备地面主要靠汽车将煤炭外销。(二)井下主运输方式及设备井下主运输方式采用胶带输送机。大巷胶带输送机共一部：DTII型,75kW,660V,带宽800mm,运量为400t/h。辅助运输采用防爆无轨胶轮车运输。五、地面生产系统(-)煤质及用途A、煤质特征1、物理性质及煤炭特性

44矿区内煤呈黑色，条痕褐黑色，弱沥青一沥青光泽，条带状结构，棱角状，参差状断口，层状构造，内生裂隙较发育，燃点300C左右，燃烧试验为剧燃，残灰呈粉状，灰白一黄灰色，显微硬度19.5-20.3kg/mm2。（1）宏观煤岩特征矿区内各煤层煤岩组分主要为亮煤，镜煤、暗煤、丝炭呈薄条带或透镜体夹于其中，宏观煤岩类型为半亮型。（2）显微煤岩特征矿区内主要可采的6-2煤层有机显微组分以镜质组和丝质组为主，两者之和为89.5%,半镜质组7.9%左右，稳定组2.7%左右，煤中无机显微组分含量很低，以粘土组为主，含量2.6%左右，硫化物组、碳酸盐组、氧化物组含量一般均小于0.5%。根据国际显微煤岩类型分类原则，矿区内煤为微镜惰煤。2、化学性质、工艺性能（1）化学性质本次核实所利用的矿区周边的三个钻孔，6-2煤层均不可采，故未进行煤芯煤样品测试化验，核实时矿区内各可采煤层主要化学性质参照勃牛川普查区域化验资料，见表1-3-9：6-2煤层煤芯煤样化验测试成果统计表。表1-3-96-2煤层煤芯煤样化验测试成果统计表煤层号洗选情况工业分析（％）Qnet.d(MJ/kg)St.d(%)ST(℃)煤类MadAdVdaf

456-2原2.48-10.246.82(39)4.75-15.286.71(39)31.76-34.9534.05(37)25.59-29.8828.66(29)0.11-0.890.24(39)1050-13401220(16)BN31为主洗2.77-8.456.10(37)2.96-5.384.17(37)32.16-38.2433.93(37)28.77-30.1629.58(11)0.05-0.220.16(33)由表1-3-9可知，6-2煤层为低灰、特低硫煤。(2)工艺性能发热量：矿区内6-2煤层原煤干基低位发热量为25.99-29.88MJ/kg,平均28.66MJ/kg,属高热值峰。气化性能：①煤对二氧化碳的反应性据原普查报告资料，当试验温度为950C时，6-2煤层对二氧化碳还原率为68.5%,说明区内6-2煤层化学反应性较高，是良好的气化用煤，见表1-2-3：煤对C02反应性统计表。表1-2-3煤对C02反应性统计表800850900950100010506-215.56-30.620.9(8)28.6-42.136.1(8)47.6-63.852.6(8)63.2-74.668.5(8)72.5-87.279.1(8)78.2-88.287.2(8)②热稳定性据原普查报告测试成果：6-2煤层热稳定好，为良好的气化用煤。③结渣率当鼓风强度为0.2m/s时，6-2煤层结渣率为18.84%,为中等结渣煤,对气化影响不大。低温干僧：

466-2煤层焦油产率平均为7.7%,属富油煤。粘结性：区内各煤层粘结指数均为零，焦渣类型为2,故区内煤无粘结性。可选性:据原普查报告所作浮沉试验成果，浮煤产率主要集中在-1.3和1.3-1.4两级，占88%以上，当理论精煤灰分为4.5-5.0%时，分选密度±0.1含量为0.5-9.5%,依据分选密度±0.1含量法分类标准，区内6-2煤层为极易选煤。B、煤的工业用途矿区煤以不粘煤为主，其次为长焰煤，各煤层煤质特征基本相似，故其利用方向基本一致。矿区各可采煤层有害成分低，为特低灰、低中灰、特低硫、特低磷、中高发热量煤，是良好的动力及民用燃料，适用于各种工业锅炉、火力发电等，也可在建材工业、化学工业中作焙烧材料。煤粉加粘结剂，可制作煤豉、煤球、峰窝煤等。矿区内煤的气化性能好，煤对二氧化碳反应性能高，热稳定性好，可作气化用煤。区内煤属富油煤，也可作低温干储用煤。（二）地面生产系统1、主井生产系统主斜井装备一台DTH型带式输送机，担负矿井的原煤提升任务。地面生产系统生产能力按照400t/h规模设计。地面生产系统主要设施有筛分间、储煤场和胶带输送机走廊等。筛分间内设有YAH1536圆振动筛一台，B=1000mm手选带式输送机一台以及溜槽等。

47生产系统工艺流程为：主斜井带式输送机将原煤提升出井后经上筛分间带式输送机进入圆振动筛，筛上物+100mm块煤经筛前溜槽进入手选带式输送机选砰，选肝后的+100mm块煤经溜槽与筛下物TOOmm混合经带式输送机输入储煤场。手选砰石通过砰石仓，经仓下平板闸门装汽车。外销时，装载机将煤装入汽车，电子汽车衡计量，公路外运。2、副井生产系统副平胴辅助运输采用防爆无轨胶轮车，担负矿井设备、材料、人员、砰石的提升下放任务。3、肝石系统矿井及手选出的砰石量共约50kt/ao肝石排放场位置选择在工业广场以南约500m处沟岔处，占地面积约0.5ha,可服务5a。井下砰石经副平胴用胶轮车拉至砰石排放场排弃；手选砰石经溜槽进入砰石仓，仓下装车闸门装汽车，排弃至肝石排放场内。肝石填沟后分层压实，黄土覆盖，表面植树种田，达到环保要求。4、辅助设施(1)矿井机修车间机电维修车间担负矿井日常中小维修和维护任务，机电设备的大、中修理依靠社会协作完成。车间配备的主要设备有：各类金属切削机床5台，锻压机械1台，电焊机3台，3t

48电动单梁起重机一台。车间面积为15X30=450m2o(2)坑木加工房坑木加工房担负矿井所需坑木及型材的加工改制任务，配备木工圆锯机、万能刃磨机等设备共5台。坑木加工房面积为12X18=216m2。六、工业广场地面布置特征、防洪排涝、地面建筑(-)工业场地布置特征工业场地位于三界沟以北的一条小支沟的北坡处。矿井场地自然地势相对开阔，沟型为树枝状。总体来看，工业场地自然地形条件较好，只需要较小的场地平整工程量、较小的防洪工程量；进场公路条件较好；排砰、供水、供电及购地条件优越，井上下联系紧密有利于井田开拓布置及地面总布置。(-)防洪排涝本矿井设计能力为0.45Mt/a,属中型矿井。根据《煤矿设计规范》(2006版)中规定，以及矿井设计规模，汇入面积和地形地貌特征，本矿井口和工业场地的防洪设计标准(重现期)按100a考虑，工业场地上方截水沟按25a考虑。本矿区内无常年流水河流，主要为季节性河流，仅在雨季有流水或雨后有短暂的洪流出现。根据矿方提供的矿区地形图，主斜井与回风斜井位置处于井田西北矿界附近的沟谷北坡处。主斜井井口标高+1116.76m,副平碉位置在井田西部矿界处，井口标高+1092.56m。

49地表水防治工程主要是工业场地山坡的雨水拦截和疏导，为确保井口和工业场地不受洪水威胁，在工业场地边坡修筑排洪沟，工业场地上方设截水沟，截水沟的高为0.3m,截水沟至场地挖方边坡坡顶的距离在5.0m以上，在主井、工业场地将沟谷雨水拦截后疏导到工业场地外边，汇入三界沟中。副平碉工业场地，地面较平坦。场内排水系统采用漫流和排水明沟(局部地段加盖板)相结合。沿场地边坡道路设排水沟，场内雨水汇入排水沟后，流入三界沟。排水沟断面采用矩形，断面为0.4m(深)X0.4m(宽)，采用M7.5水泥砂浆和MU2。片石砌筑。1、工程地质井口位于鄂尔多斯市高原的东南部，区内曲型的高原侵蚀性丘陵地貌，矿区地形总体为东北高西南低，最高点位于矿区东北部，海拔标高约1288.0米，最低点位于矿区南部勃牛川与三界沟交汇处，海拔标高约1090米，最大标高差198米。一般海拔标高1100-1275米，一般相对标高差125米。区内地形切割强烈，沟谷纵横，形成山熨，沟谷。山坡梁郎大部分被第四系风积沙覆盖，沟谷迎风坡裸露基岩，历年最大冻结深度1.5m。根据建筑抗震设计规范GB50011-2001,该区抗震设防烈度为6度，设计基本地震加速度值为0.05go2、工业建筑物与构筑物

50该矿井为改扩建矿井，矿井由原设计生产能力为0.21Mt/a改扩建为0.45Mt/a,主要建筑及结构形式如下：(1)主井井口房、采用砖混结构钢筋混凝土独立基础，粘土砖围墙。(2)储煤场周围设防风抑尘墙：毛石独立基础，基础上设钢管支架,基础之间做砖拱，拱上做1m高粘土砖墙，钢管之间设置C型钢构架，构架支撑EVC树脂单层网，螺拴和压板固定。(3)主井带式输送机走廊：采用钢木行架和框架结构，钢筋混凝独

51立基础，平均檐高16.3、8.5m聚苯乙烯夹菽板围墙。七、供电与通讯（一）电源新庙三界沟煤矿，位于内蒙古自治区鄂尔多斯市伊金霍洛旗境内，行政隶属伊金霍洛旗新庙乡。根据地区电源现状和矿井建设期供用电意向性协议以及负荷估算经分析可知，本矿电源电压定为10kV为宜。在位于本矿井工业场地以东方向约10km处有神东35kV变电站一座，站内设有两台主变压器，但是，站内高压10kV只有一回的出线间隔，只能为本矿提供一回10kV电源；参照2006版《煤矿安全规程》第441条‘矿井应有两回电源线路’的规定，因此，设计确定本矿井的第二回10kV电源引自位于矿井工业场地偏南方向约20km处现有新庙UOkV变电站10kV母线；两回电压线路均按按经济电流密度计算并适当考虑矿井后期发展，导线型号选用LGJ-150钢芯铝绞线，双回路以架空方式引至矿井工业场地10kV变电所，送电距离分别为10km和20km。当任一回电源停止运行时，另一回仍能保证全矿井负荷用电。设计要求两回10kV电源线路上不得分接任何负荷，并希望矿方与当地供电局进一步协商完善供用电协议。（二）电力负荷电力负荷统计如下：矿井用电设备总台数：105台矿井用电设备工作台数:94台

52矿井用电设备总容量：矿井用电设备工作容量：矿井最大负荷有功功率：矿井最大负荷无功功率：矿井最大负荷视在容量：10kV母线补偿用电容器容量：补偿后用电设备计算有功功率：补偿后用电设备计算无功功率：补偿后用电设备计算视在容量：补偿后矿井功率因数：全矿年耗电量：吨煤电耗：（三）送变电方式1、矿井供电系统的技术特征在矿井工业场地建一座10kV变电所,3543.8kW3028.2kW1897.OkW1742.Ikvar2575.IkVA1080kvar1897.OkW662.Ikvar2009.2kVA0.94642.226X104kW・h14.27kW-h其两回WkV电源分别引自神东35/10.5kV变电站lOkV母线和新庙llOkV变电站10kV母线；正常时，一回路运行，另一回路带电备用，两回电源线路当任一回路停止运行时，另一回仍能保证矿井全部负荷用电。电压等级：矿井地面为10Kv、660V、380V、220V；井下电压为10kV、3.3kV、1.14kV.660V；照明、电钻为127V„10kV、660V、380V母线均为单母线分段接线方式。2、送电线路技术特征

53本矿区年最高气温38.3℃,最大冻土深度为1.50m,最大风速20m/so矿井两回10kV电源线路采用钢筋混凝土杆架设引至地面10kV变电所，导线型号为LGJ—150钢芯铝绞线。两回电源线路当任一回路停止运行时，另一回仍能保证矿井全部负荷用电，并且两回10kV电源线路上不得分接任何负荷。3、地面变电所矿井工业场地10kV变电所处于矿井地面工业场地负荷中心，具体位置见矿井总平面布置图。10kV变电所内设两台S9-400/1010/0.69kV400kVA变压器和两台S9-315/1010/0.4kV400kVA变压器，10kV、660V、380V变配电装置均采用室内布置。所内10kV、660、380V母线均采用单母线分段接线型式。变电所选用微机综合自动化保护装置，10kV配电装置采用直流操作，操作电源选用免维护铅酸蓄电池直流屏。为防止雷电侵入损坏设备，设计在10kV变电所室外终端杆上及所内10kV母线上安装有阀型避雷器。各电气设备的正常不带电的金属外壳，铠装电缆的金属外皮等均通过专用接地线，按规程、规范可靠接地。4、短路电流计算(1)本次设计假定神东35/10kV变电站10kV母线的短路容量为8,依此为依据进行短路电流计算。(2)我矿工业场地10kV变电所以10kV电压接入神东35/10kV变电站,系该站的一个10kV终端用户。本矿工业场地10kV变电所10kV.660V、

54380V母线均采用单母线分段接线形式，10kV、380V母线均不并联运行,当神东变电站处于最大运行方式下运行时，亦为我矿10kV变电所的最大运行方式。以此原则，本矿在按照设计移交生产时（随着井下回采、掘进工作面的推进，设备搬迁后井下10kV网络随之发生变动，其处短路电流也要随之发生变化），各级10kV母线短路电流计算结果如下：基准容量为100MVA时，矿井10kV系统的短路电流计算系统简图见图1-3-1。0-..T£5x运输咖修献电站卜1―0.000+J0.000Xx10kV占b）回采工作面移动变电站等值电路图短路电流计算结果一览表见表表1-3-1短路电流计算结果一览表短路点短路参数三相短两相短冲击电冲击短路路电流路电流流有效值电流容量

55位置代号kAkAkAkAMVA工业场地10kV变电所母线di2.382.063.596.0525.94井下主变电所母线d21.411.222.123.5825.58运输顺槽移动变电站母线da1.401.212.113.5725.47掘进工作面移动变电站母线①1.391.202.113.5525.37工作面移动变电站母线ds1.381.202.083.5125.09(3)主要电气设备选择根据以上计算的短路电流，经验算，本矿主井工业场地10kV变电所、井下主变电所、回采工作面及其顺槽移动变电站等10kV变配电设备，其内配置的10kV电气元件，其额定电流、遮断电流均满足设计要求，同时满足短路时动、热稳定要求。经热稳定验算，设计要求10kV电缆的最小截面不得小于25mm；经动稳定验算，设计要求电流互感器最小变比不得小于30/5o(4)继电保护装置矿井工业场地10kV变电所继电保护装置按以下原则配置：1)S9-400/1010/0.4kV变压器设有过电流、电流速断、温度保护。2)10kV馈出线设过电流和电流速断保护。3)电容器设电流速断和过电压保护。4)单相接地保护：10kV设小电流接地选线装置，在所有10kV电缆出线上安装零序电流互感器，构成单相接地保护，单相接地保护作用于信号。10kV网络采用中性点不接地系统。继电保护装置的计算整定将由下一阶段（即施工图设计阶段）施工图设计单位具体完成。

56（四）地面供配电1、地面配电系统在矿井地面工业场地建一座10kV变电所。本变电所除向所内补偿电容器柜及地面主变压器各馈送两回10kV电源电缆外，并为井下变电所馈送两回10kV电源电缆。本变电所内装有16台XGN2-10型高压开关柜（内设真空断路器，弹簧操作机构）；设计在10kV变电所内10kV侧采用高压电容器装置进行无功功率集中补偿，选用两台GR-1-O1型10kV电容补偿柜（每柜配装电容量1080kvar）＞7台GGD2型低压配电柜（380V）＞5台GGD2型低压配电柜（660V）„还设有两台S9-400/1010/0.69kV低损耗变压器和两台S9-400/1010/0.4kV低损耗变压器（均室内安装），除为本矿通风机房提供两回电源外，并向主井带式输送机、主井空气加热室、副井空气加热室、地面空压站、加压泵房、办公楼、锅炉房及充灯房各提供两回电源，还为机电修理间、坑木加工房等提供一回电源。加压泵房配电点除为泵房内各用电设备供电外，并为井下消防洒水系统、室外照明提供一回电源。工业场地电压等级：10kV、660、380V、220Vo详见：矿井“高低压供电系统图”。根据《建构筑物防雷设计规范》工业场地内的建（构）筑物均应按三类防雷建筑物考虑，凡高度在15m以上的建筑物均设避雷带保护，其冲击接地电阻不应大于30Qo为防止雷电波侵入，对电缆进出线，应在电缆进出端将电缆金属外皮、钢管等与电气设备相连接；当电缆转为架空线时在转换处设避雷器，避雷器和金属外皮，绝缘子铁角，金具等连在一起接地，其冲击电阻不大于30。。防止雷电波侵入井下，由地面引入（出）的管路等，在井口处附近将

57金属做不少于两处的可靠接地。2、工业场地及建筑物照明工业场地建筑物照明采用动照合一形式。照明电源一般就近取自各动力配电柜（箱）。防爆无轨胶轮车库、污水处理站的电源取自机修车间照明配电箱；消防材料库的照明电源取自矿井变电所内照明配电箱；生产系统各建（构）筑物的照明电源由主井井口房的照明配电箱配出。工业场地照明采用光控开关控制，路灯照明电源分别取自矿井变电所照明配电箱、机修车间、泵房动力配电箱（柜），照明电压为：AC380/220Vo根据建筑物内的环境条件，分别选用普通型、防水防尘型照明灯具。工业场区内电缆采用电缆沟与直埋相结合的方式敷设。3、生产系统的配电系统和各配电点的位置、容量及设备选型本矿生产系统仅有三台用电设备，系统简单。各设备380V电源直接从矿井10kV变电所低压配电室接取，详见“地面供电系统图”。生产系统各设备采用就地有闭锁和就地解锁两种控制方式，前者根据“逆煤流起车、顺煤流停车”的控制原则用于正常生产，后者用于检修试车。(五)井下供电1、井下负荷及井筒电缆选择(1)井下负荷统计：

58用电设备总台数：37台用电设备工作台数：32台用电设备总容量：2511.3kW用电设备工作容量：2224.3kW最大负荷有功功率：1374.5kW最大负荷无功功率：1280.6kvar(2)井筒电缆选择从矿井地面10kV变电所10kV不同母线段各引一回电源经主井敷设至井下回采工作面和掘进工作面移动变电站。根据负荷统计，按经济电流密度计算确定，至回采工作面的电源电缆设计选用煤矿用交联聚氯乙烯绝缘钢带铠装电力电缆，型号为MYJV22-8.7/103X70,长度为700m；至掘进工作面的电源电缆设计选用煤矿用交联聚氯乙烯绝缘钢带铠装电力电缆，型号为MYJV22-8.7/103X50,长度为800m。另外，从地面10kV变电所660V不同母线段引两回660V电源电缆至中央水泵房配电点，除为主水泵提供660V电源外，并为大巷运输设备和照明提供一回660V电源。2、井下高、低压配电系统、井下接地及照明井下中央水泵房配电点设有5台BKD9-200ZI矿用隔爆型真空馈电开关。除负责向主水泵660V电源外，还为大巷运输设备和照明提供一回660V电源。回采工作面的一回10kV电源电缆引自地面10kV变电所10kV母线段,分别通过KBSGZY-800/1010/1.14kV.KBSGZY-800/1010/3.3kV及KBSGZY-200/10移动变电站供电。这样大大地提高了供电质量。另外，在顺槽掘进工作面设一台KBSGZY-400/10移动变电站向掘进面各设备提供

59660V电源。其10kV一回电源电缆引自地面10kV变电所10kV母线段。根据《煤矿安全规程》的规定，井下设备采用3.3kV电压供电时，必须制定安全措施。为确保矿井供配电系统的安全运行，本设计对矿井供电系统设置以下保护装置；（1）3.3kV系统设多点漏电保护置，装置具有接地信号显示和跳闸功能，以确保3.3kV供电系统运行的安全、可靠。（2）矿井井下10kV、3.3kV供电系统设置数字技术多功能高压馈电保护器。该保护器安装在隔爆型高压配电装置内使用，其具有以下保护功能；1）短路速断保护；2）电缆绝缘监视保护；对高压开关负载侧使用屏蔽电缆的屏蔽芯线、屏蔽地线实行绝缘监视保护。3）电流型漏电保护；4）超电压、欠电压保护；当电网进线电压超过额定值118%时，采取保护；当电网进线电压不足额定值的65%时，采取保护。5）缺相保护；当三相电压有一相缺失时，进行保护。6）通讯功能；保护器采用RS485通讯接口，具有单向（遥测）或双向通讯（遥测、遥调、遥控）功能。7）显示功能；全中文显示，显示当前电网电压数值及负载电流数值,显示保护动作原因及自检故障原因，并可显示各整定值多种信息。详见“井下供电系统图”。在井下主水泵房水仓中设主接地极、所有局部接地极和电气设备的保

60护接地装置均应可靠连接，并和主接地极相连，构成井下总接地网。接地网上任何一点测得的接地电阻值均不应超过2。。每一移动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导线的电阻值不得超过1QO井下照明灯具一律选用NBS-35N矿用隔爆高压钠灯，灯端电压127V。（六）通信由于目前该地区有线、无线、通信网络已经覆盖，矿井行政通信由当地电信部门解决。本矿井采用行政、调度合一制式，选用KTJ4H型数字程控调度交换机一台，容量80门，完成矿井内部行政、生产调度之功能。调度主机设在矿办公楼生产调度中心。八、给水、排水、采暖通风及供热（一）矿井用水量本矿井只在工业场地内建单身宿舍。矿井供水对象主要是工业场地内生产、生活、消防用水和井下消防洒水。根据矿井设计规范，矿井用水量计算结果：总用水量均为1117.44m7d,其中井下消防洒水量为320m'/d,地面生产、生活用水量为105.44m3/d,地面消防用水量为432m/次。主井和副井用水量计算均为表表1-3-2用水量计算表序号用水项目用水人数用水标准用水量备注一昼夜最大班日用水量m7d时不均系数k最大时流*m7h设计秒流量L/S1生活用水1696825L/人班4.2330.832食堂用水1696815L/人餐2.2520.58每日两餐3洗澡用水a.淋浴用水淋浴器9个540L/H12.152.43b.池浴用水大池面积14m2H=0.7m24.54.90

614锅炉房用水14.01.05井下消防洒水320.022.866井下灌浆用水26.026.07其它用水按10%62.312.608消防用水48h补充4329.0总计1117.4470.20(二)供水方式与水源地工程1、本矿为年产45万吨的矿井，各矿井用水量均以取沟谷浅层孔隙水为水源，各设计大口井二眼，日供水能力为500〜600m7d。井下消防洒水由井下排水净化处理站供给。井下排水处理站日处理能力为360m3/do2、水源工程(1)地面供水水源，目前本矿井水源可利用神山水源地每日供给5〜20m7do根据矿井总用水量再设计大口井二眼，D=3.0mm,H=15m,内设65WQ25T5-2.2型潜水电泵二台，N=2.2KW,备用一台。(2)井下排水处理站，本站共设一座。井下排水经净化处理后作为井下消防洒水用水之水源，井下排水处理能力为360m3/d,选用Q=10m7h净水器二台，净水器型号为：ZNYGTO型，配套加药装置及消毒置各2套,另设排污泵1台，综合净化间、调节池V=50m3及清水池v=20（W各一座。（三）室外供水工程室外供水工程本矿共设两套，主井及副井各为一套，自成系统，均由各自水源井取水。1、地面生产、生活及消防室外供水工程由管网、清水池、高山水池及二级加压泵站等组成，清水池容积V=600m3一座；高山水池容积V=50m:,一座；加压泵站平面尺寸12X6X4.5（H）m,内设生产生活、加压泵2台，型号:65DL-2型,Q=18〜35m：'/h,H=37〜29m,N=5.5kw；消防泵两台，型号：100DL-4型，Q=72〜126m7h,H=86.9〜68m,

62N=37kw；消毒装置2套。2、室外给水管管材采用给水铸铁管及焊接钢管、干管直径DN=150mm,直接埋地敷设，深度为L40m。（四）排水工程矿井工业场地总排水量为392m3/d,其中井下排水为360m7d,生活污水为32m3/d,井下排水经井下水处理站净化处理后，作为井下生产用水水源复用，水质标准符合“煤矿井下消防洒水设计规范”规定。生活污水处理站规模为72m3/d,采用地埋式生活污水处理设备一套，型号为WSZ-A0-3型，调节池V=50m3一座，内提升泵二台，型号：WQD6-8Y型，Q-6m3/h,H=8m,N=0.4kwo室外排水管管材采用排水铸铁管、干管DN=200mm,埋地敷设，埋深1.2m。（五）采暖、通风及供热1、气象资料矿区属干旱〜半干旱高原大陆性气候，阳光辐射强烈，日照丰富，昼夜温差较大。冬季寒冷漫长，夏季炎热短暂，春季少雨多风，秋季多雨凉爽，据鄂尔多斯市气象资料：年平均气温6.2℃,最高气温38.3C,年降水量277.7mm〜544.1mm,平均401.6mm,年蒸发量1749.7mm〜2436.2mm,为年降水量的5倍。区内风多风大，平均风速2.3米/秒，最大风速可达20米/秒。无霜期短，一般165天，冰冻期长195天,最大冻土深度为1.50米。2、热负荷计算及供热方式本矿井为两个工业场地，主井及副井工业场地，地面设施独立设置，

63各场地均设置一套。矿行政、生活福利区建筑物和工业建筑物采暖及供热均采用集中供热，主、副井井筒防冻等用热均由工业场地设置的锅炉房提供。供热方式：行政福利建筑供热热媒为95〜70c热水，工业建筑及井筒防冻供热热媒为0.2〜0.3Mpa高压蒸气。主井进风17m7s,副井进风34m7so主井空气加热耗热量为53.7X104w,选SRA15X10D型空气加热器6台，4-72-llNo：10C型离心式通风机2台，N=13kw/台，副井空气加热耗量为115.2X104W,选SRZ15X10D型空气加热器10台，4-72-1INo：10D离心式通风机3台，N=18.5kw/台。工业场地内设置供热管道，地沟敷设。根据煤炭工业矿井设计规范矿井建筑物热负荷计算见表l-3-3o

64表1-3-3地面建筑物耗热量计算表室外计算温度T3C顺序建筑物名称室内采暖计算温度匕采暖建筑物体积mJ单位体积采暖热指标W/m3«k室内外温度(C)耗热量(XIO'W)采暖通风供热合计一生产系统1主斜井井口房112801.62.22410.792主斜井空气加热室15n1%206.251.3240.6753.73园筒仓151335.132.2246.334副井空气加热室35mVs406.251.3241.27115.25输送机栈桥5116.5m4.0180.51小计19.84168.9二生产辅助系统1机修车间1510500.8282.832设备器材库52049.501.7182.173坑木加工房15534.381.7282.544消防器材库10247.01.1230.625油脂库10247.02.1231.19635kv地面变电所151594.131.12814.151通风机房15334.131.1281.038加压泵房15406.252.3282.629综合净化间151085.132.1285.9110水泵房15105.32.5280.7411汽车库15561.881.7282.58小计26.35三行政福利系统1食堂18656.251.3312.641.64.92单身宿舍181830.01.1315.563综合服务楼181522.751.03114.4215.606.6小计22.6217.2015.5合计69.3517.2184.4270.9(六)锅炉房设备本矿井工场地总热负荷Q=270.9X104W,考虑到热网热损失系数，总热负荷£Q1=QX1.2=298X104也由于本矿井不设居住区，生产用热比较集中，在场地内设一座锅炉房集中供热，锅炉燃料为本矿原煤，上煤除渣

65采用锅炉配套设备。锅炉设备选用DZL2-L25-AHI型蒸汽锅炉二台，夏季运行一台，冬季运行二台；另设热交换器一台，型号为QSB03N-0.7型，锅炉给水采用ZDF-2型组合式全自动饮水器一台。锅炉烟气除尘选用锅炉配套设施，除尘效率295%,锅炉烟囱上口直径D=l.Om,H=35m。九、技术经济（一）建井工期当井下同时施工的队伍为3个，井巷工程施工工期为7.8个月，矿井设备安装个月，联合试运转试生产为1个月，加上施工准备期限个月，则矿井建设总工期为11.8个月。（二）技术经济1、劳动定员及劳动生产率根据矿井设计生产能力、开采工艺、机械化程度，年工作制度等按岗位配备劳动定员。经计算，全矿在籍人数为270人。劳动定员配备详见表17-1-le表17-1-1劳动配备表序号工种出勤人数在籍系数在籍人数第知第二班第三班小计一生产工人6859421692251井下生产工人5850361431.351942地面生产工人1096251.2532二管理及技术人员8741919生产人员小计766646188244二服务人员8752020四其他人员22266合计867553214270按生产人员出勤数计算的全员效率为8t/工.do

662、矿井总投资建设项目总资金为3114.59万元，吨煤投资为127.05万元。其中：井巷工程投资618.59万元。（三）原煤生产成本费用概算生产成本主要依据国家现行财税制度及有关规不定期和当地矿井实际生产成本按费用要素法进行计算。详见表l-3-4o1、材料：根据该矿井设计生产工艺，结合同类型矿井的实际生产成本，概算原煤材料单位成本为16.00元/吨。2、动力：根据设计提供的吨煤电耗及该矿区生产用电单价进行概算,即吨煤电耗为16.90kw.h,0.49元/kw.h,则动力单位成本为8.28元/吨。表1-3-4总成本概算表序号项目名称单位成本（元/t）总成本（万元）1外购原材料16.00720.02外购燃料及动力8.28372.603工资14.40648.04职工福利2.0290.905修理费4.40197.726折旧费12.76574.377井筒工程基金2.50112.508摊销费1.6373.509维简费7.0315.010地面塌陷补偿费0.14.5011其他费用5.0225.012安全费5.0225.013流动资金贷款利息0.5223.28生产成本合计83.543759.20其中：经营成本54.122435.403、工资：根据矿井设计生产工艺，结合矿井的全员效率，概算年人均工资为2000

67元/人.月，则计算单位成本工资为：14.40元/吨。4、职工福利：根据文件规定，职工福利基金占成本工资的14%o5、修理费：根据初期固定资产原值计算。6、折旧费:根据初期固定资产投资计算，其折旧办法执行煤规字（1996）第501号文的规定，综采综掘设备按8年折旧，一般采掘设备按10年折旧，通用设备按15年折旧，地面建筑工程按40年折旧计算。7、摊销费：根据煤规定（1996）第501号文的规定，将矿井初期的一切无形及递延资产按10年摊销列入生产成本。8、井巷工程基金及维简费：根据有关规定，吨煤成本分别为2.5元和7元（其中“3.5元进入经营成本，另外3.5元用于还款）。9、地面塌陷补偿费：按0.10元/吨概算。10、安全费用：按5元计算。11、其他费用：按5.00元估列。（四）投资概算建设项目总资金3155.62万元；其中：1、井巷工程费用661.89万元；2、土建建筑工程费351.92万元；3、设备及工器具购置工程费935.59万元；4、安装工程工程费733.67万元；5、工程建设其他费用431.52万元，其中：基本预备费用249.35万元；6、建设期利息147.46万元；

687、铺底流动资金121.03万元。（五）流动资金概算1、流动资产687.11万元；2、流动负债91.05万元；3、流动资金需用量596.06万元。（六）项目投入总资金项目投入资金由建设投资和铺底资金构成，其中建设投资3114.59万元，铺底流动资金121.03万元，项目投入总资金3383.03万元。（七）资金筹措三界沟煤矿设计生产能力为0.45Mt/a,该矿开采6-2号煤层，均为特低灰分、特低硫、低磷、高热值煤，均是良好的动力用煤及民用燃料，具有广阔的市场和经济效益。因此，资本金筹措有较好的可信度。（A）财务评价1、盈利能利分析利润的计算及分配计算正常年份的年利润总额为2178.42万元，所得税后利润为1459.43万元。在利润分配中，每年按可供分配利润的10%提取盈余公积金。还清借款后，以折旧费归不以前年份偿还借款垫支的利润，并将这部分未分配利润转入分配。财务评价指标见表l-3-5o全部投资税后内部收益率为30.85%,大于相应的基准收益率10%,税

69后财务净现值为9927.04元，大于零，表明本项目以满足行业最低要求外,还有盈余，因而在财务上是可以接受的。表1-3-52主要财务评价指标表名称指标单位税后内部收益率（全部投资）30.85%税前内部收益率（全部投资）38.76%内部收益率（自有资金）39.31%税后投资回收期4.03年税前投资回收期3.52年税后财务净现值（全部投资）9927.04万元税前财务净现值（全部投资）14337.36万元财务净现值（自有资金）10049.63万元投资利润率21.54%投资利税率29.32%资本金利润率42.30%借款偿还期（含建设期）3.28年盈亏平衡点（产量的比例）50.73%（九）主要技术经济指标主要技术经济指标见表l-3-6o表1-3-6矿井设计主要技术经济指标表序号名称单位指标备注1矿井设计生产能力（1）年产量万t45（2）日产量t13632矿井服务年限a7.03矿井设计工作制度（1）年工作天数d330（2）日工作班数班34煤质

70(1)牌号不粘煤(2)灰分(Ad)%6.86(3)挥发分(VQ%34.42(4)硫分(Std)%0.20(5)水分(MQ%5.85(6)发热量Qh.dMJ/kg28.815储量(1)资源储量万t690(2)可采储量万t408.326煤层情况(1)可采煤层数层1(2)可采煤层总厚度m2.96-2号煤平均(3)煤层倾角O1-3(4)煤的视密度t/m31.287井田范围(1)南北长度km3.32(2)东西宽度km2.5(3)井田面积(km)，3.2158开拓方式斜井平嗣9水平数目个1第一水平标高m+110010井筒类型及长度(1)主井(倾角、净断面或净宽)m12°8.96m2/3.4m(2)副井(倾角、净断面或净宽)M00/12.38m74.0m(3)风井(倾角、净断面或净宽)M25°/8.52m73m11采区个数个112回采工作面个数及长度个.m1/100其中：机采工作面个数、长度个.m1/10013回采工作面年进度m1296机采工作面m129614采煤方法综采15顶板管理方法全部垮落16采煤机械化装备(1)采煤机械MGTY300/700-1.ID

71(2)工作面支架形式ZY6400/17/35(3)工作面运煤机械SGZ764/400刮板输送机17掘进工作面个数个318井巷工程总量(1)巷道总长度m3846新增巷道及(2)巷道掘进总体积M；142827.42(3)万吨指标m/m385.47/951.7219井下大巷运输(1)运输方式防爆胶轮车(2)车辆型号及数量型号/台WCQ-3C型/5台20提升(1)主井提升设备DTII型带式输送机21通风(1)沼气等级低(2)通风方式中央并列抽出式(3)通风机型号及数量型号/台FBDF-6-N215/2台22排水(1)涌水量、正常m：，/h10最大m3/h15(2)大泵型号及数量型号/台D12-25X5型/3台23地面生产系统(1)储煤场形式及容量t落地/600024供电(1)用电设备总容量kw3703.8(3)矿井年耗kw.h642.226X10'kW•h(4)吨煤年耗电量kw.h14.27kW•h25供水水源日用水量m'/d1117.44m7d26锅炉型号及台数型号/台DZL2-1.25-AII/227场外公路长度km0.828建筑面积和体积(1)工业场地建筑物及构筑物总建筑体积m310830.57

72第二章矿井通风第一节概况一、矿井瓦斯根据2005年矿井瓦斯等级鉴定报告，相对瓦斯涌出量0.65m3/t,绝对瓦斯涌出量0.45nT7min；二氧化碳相对涌出量1.12m7t,绝对涌出量为0.78m7min；为低沼气矿井。二、煤的自燃倾向根据鄂尔多斯市产品质量计量检测所2005年7月28日对本矿6-2煤层自燃倾向性鉴定结果：干煤吸氧量0.52cm7g,自燃等级H级，属易自燃煤，因此在煤的开采和堆放过程中对煤的处置应予以足够的重视。三、煤尘根据鄂尔多斯市产品质量计量检测所2005年7月28日对本矿6-2煤层爆炸性鉴定结果：火焰长度380mm,加岩粉量65%,有爆炸危险性；因此在生产过程中应采取措施降低煤尘。第二节矿井通风一、通风系统及通风方式依据矿井开拓布置及煤层赋存条件，确定矿井通风系统为中央并列式通风，通风方式为机械抽出式。二、风井数目、位置、服务范围及时间本矿井共有三个风井，其中主井、风井位于井田西北面，副井位于井田的西边矿界处，主井、副井进风，回风井回风，服务于全井田，服务年限为7.0a。三、采掘工作面及嗣室通风1、采煤工作面通风

73采煤工作面采用“U”型负压通风。2、掘进工作面通风井下掘进工作面顺槽与大巷采用单巷掘进，通风设备采用JBT-52型,11KW型轴流式局部扇风机，通风方式采用压入式，独立供风。3、井下碉室通风井下胴室如变电所、水泵房及消防材料库均布置于进风风流中，采用扩散通风。四、通风设施，防止漏风及降低风阻措施（一）井下通风设施建立通风系统，除了要有巷道和风机设备以外，还须在井下适宜的地点，安设必要的通风构筑物，引导、隔断和控制风流，保证风流按照需要,定向、定量地流动。井下主要的通风设施及构筑物有：1、风门分为常闭、常开两种，木制。常闭风门设在进、回风巷之间，用于隔断风流和便于行人、检修等；常开风门用于反风，安设在采煤工作面顺槽、掘进巷道入口附近，当工作面需要进行反风时将其关闭，并相应打开有关常闭风门。为防止漏风，设置风门时应注意下列事项：（1）安设风门地点的选择，要求前后5m内支护完好，无空帮空顶。（2）门垛四周均要掏槽，槽深在煤中宜不小于0.30m,在岩石中不小于0.20m；门垛厚不小于0.45mo门垛上的电缆和管道孔要封堵严密。如有水沟，要在水沟中设小门。木门板厚不小于30nlln,门板要错口接缝。（3）风门应迎风开启，使门扇与门框紧密贴合。门扇与门框接触处应做成沿口，并设衬垫。

74（4）风门要求设两道以上，在有无轨胶轮车通过风门的巷道，要求两道风门间距离应大于一辆车的长度。（5）进、回风井之间和主要进、回风巷之间，需要使用的联络巷中，必须安设两道正向和两道反向的风门，防止在反风时风流短路。（6）倾斜运输巷中，不应设置风门。如果必须设置风门，应安设自动风门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。2、调节风门木制，用于调节通过巷道的风量大小，安设在独立通风碉室的回风通道、大巷、工作面顺槽等需要调节风量的巷道中。3、风墙分为永久风墙和临时风墙两种，用于隔绝风流。永久风墙用砖块砌成,砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹砂浆，主要设在大巷和进、回风巷之间的横贯中。临时风墙用砖块砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风巷一侧墙面抹砂浆，主要设在回采工作面进风和回风顺槽之间的横贯和掘进工作面巷道中。若风墙中部去掉砖块，安上门，其构筑物称为人行门，人行门向进风侧开启。进、回风井之间和主要进、回风巷之间不使用的联络巷中，必须砌筑永久挡风墙。工作面及采区采完后，应修筑永久风墙，予以封闭。挡风墙四周要掏槽，墙与槽接缝处要填实，并应在墙外设置栅栏和警标。4、风桥主要用于进、回风巷相交处，回风巷从进风巷上方通过时形成风桥，以防止漏风。当均为进风巷的胶带顺槽和辅助运输大巷相交时，也要设置

75风桥，但此时为运输所要求。风桥上方巷道采用锚喷支护，下方巷道两侧墙为混凝土浇筑，其顶部为配有工字钢梁的混凝土板，为防止漏风，在混凝土板上方填0.5〜1.0m厚的黄土。对于服务时间不长，上方巷道仅作回风使用的风桥，其下方的巷道两壁可用砖块砌成，壁面抹砂浆，顶部覆盖经防腐处理后的波纹薄钢板，风桥前后支护应加固。5、风帘采用不燃性材料制作，主要设在掘进工作面有关巷道，用于疏导风流。6、测风站用以测量全矿井总进风量和总回风量，以及各翼掘进工作面及回采工作面的进风量和回风量。测风站须设在直线巷道中，长度不小于4m,附近至少有10〜15m断面没有变化，测风站不得设在风流汇合处附近，站内不得有障碍。（二）降低风阻和防止漏风措施1、本次设计进风巷为辅运大巷和运输大巷，回风大巷为专用回风巷,由于大巷相距较近，力求少掘联络巷，掘进时贯通的联络巷一定要打好密闭，减少漏风。2、凡设通风构筑物处，均需强化施工管理加强施工质量，必要时设置双向联锁风门或双层密闭。3、为了减少巷道阻力，设计要求巷道内不堆放杂物，不吊挂各种设备，以减少风阻。4、巷道施工时，要提高施工质量和锚喷支护质量。5、漏风敏感处设置漏风监控系统。6、要定期清扫巷道内杂物和清洗巷道，提高风流稳定性和风流质量。(三)井下杜绝微风，循环风的措施

761、在井下运输大巷、辅运大巷和回风大巷以及各个盘区巷设测风站,在回采工作面进、回风顺槽以及掘进工作面顺槽巷道设测风点，每班通风员都要定时测风，及时掌握各用风地点风量。2、对井下各用风地点风量通过调节风门或风窗进行调控，风流、风量发生变化要及时调节。3、各掘进工作面风筒要保证完好，不发生破损，以避免漏风。五、矿井安全出口(-)矿井安全出口设置及保证措施本次设计对矿井及采区安全出口，根据《煤矿安全规程》的规定，留有3个安全出口，分述如下：全矿井安全出口有3个，主斜井、副斜井、回风斜井。移交生产时有3个安全出口，即主斜井、副斜井和回风斜井。主斜井内设台阶，回风斜井内设台阶和扶手，完全满足安全出口的要求。回采工作面安全出口有2个，运输顺槽与运输大巷、辅运大巷相通,辅运顺槽与回风大巷相通。（二）井下避灾路线当井下发生瓦斯爆炸、火灾和水灾等重大事故时，为了保证井下所有工作人员的安全撤离，井下所有巷道及交岔口处必须有醒目的避灾线路标示牌，以便井下人员准确无误地安全撤离，减少不必要的人员伤亡。1、当井下发生瓦斯爆炸和火灾时，必须首先佩戴好自救器，位于灾害进风侧的人员，迎风组织撤离，沿最短线路，迅速撤至地面。位于灾害回风侧的人员，选择最近贯眼，进入进风侧，迎风撤离至地面。

772、如地面风机反风，应选择相应的避灾路线，迎风撤至地面。3、当井下发生水灾时，要先选择标高相对高的巷道，尽快撤离至地面。如水已将道路封闭，应撤至上山头保存体力，等待救援，并设法与地面取得联系。发生各种灾害时的避灾路线：1、回采工作面和掘进工作面发生水灾时的避灾线路：采掘工作面一工作面运输顺槽（或辅运顺槽）一各煤层运输大巷、辅运大巷（或回风大巷）一主斜井、副斜井（或回风斜井）一地面。2、回采工作面和掘进工作面发生火灾、瓦斯事故时的避灾线路线：采掘工作面~工作面运输顺槽一各煤层运输大巷、辅运大巷一主斜井、副斜井一地面。3、采煤工作面发生顶板事故时，采煤工作面上部人员的避灾线路与发生水灾时的避灾线路相同。4、掘进工作面发生顶板事故时的避灾路线采用发生水灾、火灾时的路线均可进行避难。六、矿井风量、风压及等积孔(-)矿井总风量计算根据《煤矿安全规程》一百零三条，矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值。1、按井下同时作业最大班人数计算：Q矿进=4•N•K矿通式中：N一一井下同时工作的最多人数，108人(按交接班两班人数计算)：

78K矿通一一矿井通风系数，取1.25；则Q矿进=4X108X1.25=540m3/min=9(m3/s)o2、按各用风地点实际需风量计算矿井总风量：Qkj=(EQcj+EQjj+EQdj+EQqt),Kkt式中：EQkj——矿井总进风量，m7s；EQcj回采工作面实际需风量之和，m'7s；EQjj掘进工作面实际需风量之和，m7s；IQdj——独立通风碉室实际需风量之和，m3/s；EQ胶一一井下胶轮车需风量，m7s；EQqt其它通风地点实际需风量之和，m3/s；Kkt——矿井通风系数，取1.25。(1)回采工作面的风量计算:①按瓦斯涌出量计算：Q采=100Xq采XKc=100X(0.45X1364^-1000)X2=122.8m3/min式中：Q采采煤工作面需要风量，mVmin；Q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，mVmin；Kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取2.0。②按工作面温度与风速的关系计算：Q采=60XVc•Sc•Ki

79=60X1,0X12.88X1=772.8m3/min=13m3/s式中：Vc——回采工作面适宜风速，m/s,取1.0；Sc——回采工作面平均有效断面，m2；Ki——回采工作面长度系数，取1.0。③按炸药使用量计算：Q采=25Ac=25X13.5=337.5m7min式中：Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量，kg；④按工作量人员数量计算：Q采=4nc=4X40=160n?/min式中：4每人每分钟供给的最低风量m3/min；nc——采煤工作面同时工作的最多人数，取交接班时40人。⑤依据以上几方面的计算，确定综合机械化回采工作面配风量为13m7so⑥按风速验算：根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算，即回采工作面风量应满足：15XScWQ采W240XSC

80193.2m'/minWQ采=780m7minW3091.2ma/min式中：Sc——回采工作面平均有效断面，m2o最后确定综采工作面需风量为13m7so2、掘进工作面风量计算：①按瓦斯涌出量计算：Q掘=100Xq掘XKd=100X(0.45X13644-1000X0.3)X2=36.8m3/min式中：Q掘掘进工作面实际需风量，mVmin；q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；Kd——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数Kd=2.0oEQkj=36.8X2=73.6mVmin②按局部通风机吸风量计算：Qjj=QrXIXKf式中:Qr掘进工作面局部通风机额定风量，m7min；I掘进面同时运转的局部通风机台数，台；Kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数取1.3O掘进工作面选用JBT-52型(11KW)局部扇风机，额定风量为200m7minoQjj=200XlX1.3=260m3/min

81井下共有2个掘进工作面供风。EQkj=260X2=520m3/min=8.66m3/s④按工作人员数量计算：Q掘=4N=4X15=60(m3/min)EQkj=60X2=120m7min式中：4——每人每分钟供给的风量不得小于4m7min；N——掘进工作面同时工作的最多人数，取15；⑤按风速进行验算：A：根据运输顺槽断面10.0m?与回风顺槽断面9.5m2和掘进工作面需风量240m3/min,验算出运输顺槽与回风顺槽风速为：V=Q/S=260/(10.0X60)=0.43m/sV=Q/S=260/(9.50X60)=0.46m/s式中：V——运输顺槽风速，m/s；Q巷道风量，m3/min；S——巷道断面，m2；B：根据《煤炭安全规程》第101条规定：掘进中的煤巷，半煤岩巷最低允许风速为0.25m/s,最高允许风速为4m/s,以上计算出的运输顺槽巷与回风顺槽巷，风速分别为0.43m/s

82和0.46m/s,符合《煤炭安全规程》规定。(3)胴室需风量计算：井下胴室变电所，水泵房及消房材料库均布置在主井进风风流中，采用扩散通风，不需单独计算风量。(4)井下其它巷道需风量计算：除采煤、掘进工作面和胴室实际需要风量外，其它需风量按总供风量的5%选取，根据经验取为2m3/s。(5)井下胶轮车需风量：本矿井下辅助运输为无轨防爆胶轮车，胶轮车单独给风量按4.0m^/min•圳供风，巷道中多台胶轮车运行时通风量按叠加方法计算，第一台按100%计算。第二台为75%,第三台为50%,其余均为50%,井下运输大巷和运输顺槽同时用3台胶轮车运行，每台胶轮车的功率为45KW。则井下轮车的供风量为：EQ胶=4X45X(100%Xl+75%Xl+50%Xl)=405m3/min=6.75m3/s(6)矿井总需风量：Qkj=LQcj+EQjj+EQdj+EQqt),Kkl=(13+8.66+2+6.75)XI.25=38.01m3/s,取40m3/s（二）风量分配矿井总进风量Qkj=40m7s,其中主斜井进风15m7s,副斜井进风25m7so（1）综采工作面Qcj=15m7s（2）掘进工作面（2个）Qjj=2X7=14m3/s（3）胶轮车及其它井巷供风量Qqt=llm7s

83（三）矿井通风风压及等积孔的计算1、矿井风压计算由于矿井服务年限较长，矿井最小通风阻力，即为矿井投产刚达设计产量时（即容易时期）的通风阻力；矿井最大通风阻力，即为主要通风机服务期限内的后期（即通风困难时期）的通风阻力。矿井风压h计算按下式h=a•1•U•S-3•Q2X9.8式中：h矿井通风负压，Pa；a——巷道通风摩擦阻力系数，kg-S2/m"；L——巷道长度，m；U——巷道断面净周长，m；S——巷道净断面积，m2；Q——巷道通过的风量，m7so局部阻力按摩擦阻力的15%计算。矿井总阻力计算，详见矿井通风容易时期风阻计算和矿井通风困难时期风阻计算表（详见表2-2-1、2-2-2）0经矿井通风网络计算，矿井风压为：矿井通风容易期：hmin=604Pa（61.60mmH20）矿井通风困难期：hmax=733Pa（74.77mmH20）2、矿井通风等积孔

84矿井通风等积孔按下式计算：式中：A-l.19Q/hO.5A矿井等积孔，m2；Q矿井风量，m'/s；h矿井风压，Pa。经计算，矿井通风等积孔为：Amin=l.94mJ>lm2Amax-1.76m2>lmJ由以上可知：矿井通风前后期为中等阻力。七、通风设备及返风（一）概况本矿井为低沼气矿井，6-2煤层属易自燃煤层。根据矿井的开拓布置,采用中央并列通风系统，机械抽出式通风方式。主斜井，副平洞进风，专用回风井回风。（二）设计依据1、矿井所需风量：40m7s2、矿井所需负压：通风容易时期:604pa通风困难时期：733pa

853、通风机安设位置通风设备设置在地面工业场地内，回风斜井出口处，回风井井口标高为+1135m。（三）通风机选型计算1、计算风机所需风量Q=KQ矿=1.05X40=42m3/s式中：K——通风设备漏风系数，取1.05；Q矿——矿井总进风量。2、计算风机所需负压前期:Hjl=147+604=751pa后期：Hj2=147+733=880pa式中：通风设备各部阻力之和，取147Pa。3、通风机选型现矿上已购买FBCDZ-6-NU5型风机，功率55X2kw,根据以上通风参数对该主要通风机进行校核，能够满足矿井前后期使用，但需在生产过程中调节矿井通风阻力。如矿井后期通风阻力太大，在井田西北勃牛川东边的小沟内新掘回风井。通风机工况点的确定:根据FBCDE-6-NQ15型风机的性能曲线图上，绘出容易与困难时期的网络特性曲线，即得工况点A、B两点。见图2-2-1。A点：Q=40.2m3/s0=-3°HA=780PanA=0.65

86B点：Q=43.5m3/s0=0°HB=930PanB=0.66（四）反风方式、反风系统及设施本设计选用的通风机为轴流式，采用倒转反风。通风机反风量不应小于正常风量的40%。反风时主扇为压入式通风，回风斜井进风，主斜井、副平胴回风。在风机控制室内安装风机正反转起动柜，并挂反风操作系统图及操作规程。反风时操作风机换向柜使风机反转，能在lOmin内改变巷道中风流方向。为确保实现矿井反风，在井下设有反风设施，通过迅速调整预设的反风风门开关状态，可实现全矿井反风，符合《煤矿安全规程》的规定。每季度至少要检查一次反风设施，每年应进行一次反风演习。矿井通风系统有较大变化时，应进行一次反风演习。八、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析1、矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施矿井采用机械抽出式通风方式，此方式使井下风流处于负压状态，风量大、漏风少，通风效率高，通风管理较简单。当主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高可减少采空区、煤壁等瓦斯涌出量，对安全十分有利,是国内外矿井最常用的一种方式。通风系统为中央并列式，该通风系统可保证井下各用风地点正常通风，其合理性分析如下：1）井巷断面均满足通风要求，通风负压小。矿井有3个安全出口直接通到地面，满足规程“矿井安全出口不少于两个”的规定。2）矿井总进风量满足矿井开采的要求。主要通风设备先进可靠合理,只要生产中加强通风系统管理和维护，可以保证矿井安全生产。3）按规定在回风井井口设置有防爆门，一旦井下发生爆炸事故时，

87爆炸冲击波直接冲开防爆门，使爆炸能量得以释放，对主扇风机起到保护作用，便于迅速恢复矿井通风系统。2、矿井开拓、风井数目、井筒装备和设施对安全的影响矿井采用斜井开拓方式，共布置有3个井筒，两进一回,主井、副井设行人道、回风并设行人台阶，均为矿井的三个安全出口，井筒中的风速均满足《规程》第101条的规定，且井筒间距大于30m,满足《规程》第18条“每个生产矿井必须至少有2个能行人的通达地面的安全出口，各个出口间的距离不得小于30m”的要求。矿井井下所有通风巷道中的风速，均满足规程的规定，井筒及主要碉室采用不燃性材料支护。矿井采掘工作面均采用独立通风，其进风和回风均不经过采空区或冒顶区，符合《规程》第114、116的规定。井下各进、回风巷之联络巷间均设置有两道双向风门或调节风门，进、回风巷上下交叉处设置有风桥，减少了漏风。3、矿井通风设备及设施的保证措施1）矿井选用两台FBCDZ-6-NE5型通风机，一台工作，一台备用，配套电机55X2kWo这两套同等能力的矿井主要通风装置为矿井正常通风、人员的安全提供了可靠的保障。当工作风机出现故障时，备用风机在lOmin内及时投入运行；当矿井根据用风的要求，需要反风时，该通风机可以直接反转实现反风，并能在lOmin内改变巷道风流方向。风流方向改变后通风机供给风量大于正常供风量的40%o2）为了保证通风机房供电电源的可靠性，通风机配电室双回路10kV电源分别引自矿井工业场地10kV变电所10kV不同母线段，两台通风机直接接于本配电室380V

88不同母线上。当一回路电源出现故障停止供电后，另一回路能够保证通风机房全部负荷的运行。第三节降温措施及设备选型井田内煤层埋藏较浅，经对井田内部分钻孔测定地温，没有发现特殊的地温异常，孔内温度变化与正常地温梯度基本吻合。对矿山开采无地热危害，故无须考虑降温措施。

89第三章粉尘灾害防治第一节粉尘一、粉尘的爆炸指数及爆炸性根据鄂尔多斯市产品质量计量检测所2005年7月28日对本矿6-2煤层爆炸性鉴定结果：火焰长度380mm,加岩粉量65%,有爆炸危险性；因此在生产过程中应采取措施降低煤尘。二、粉尘的危害粉尘的危害主要表现在如下两方面：(一)对人体的危害1、矽肺病，因吸入游离二气化硅含量较高的岩尘所引起的尘肺病，它是矿山的一种职业病，除了使肺纤维化外，还会由矽酸引起肺部物理化学反应，应重点加以防治，患者多数为岩巷掘进的工人。2、煤矽肺病，因吸入煤尘和游离二氧化硅的岩尘所引起的尘肺病，患者多为岩巷掘进和采煤混合工种的工人。3、煤肺病，因长期吸入煤尘所引起的尘肺病，患者为长期在煤层从事采掘工作的工人。(-)燃烧或爆炸煤尘爆炸是矿井的另一重大危害，爆炸时产生高温、高压，生成高温、高压和大量的有毒有害气体，破坏井巷，毁坏设备，伤亡人员，甚至导致整个矿井报废，严重威胁安全生产和人员的生命安全。本矿井的煤尘有爆炸危险性，因此在开采的过程中应采取有效的综合防尘措施，尽可能减小煤尘的危害。

90三、粉尘的来源粉尘指矿井采掘过程中所产生的各种煤、岩矿物微粒，包括煤尘和岩尘，悬浮于空气中的矿尘称浮尘，沉落的矿尘称落尘。煤矿生产过程中的多个环节均能产生粉尘。产生粉尘量较大的地点是采掘工作面，其次是运输系统中的各转载点。同时，煤矿地面生产系统，在装、卸、运输等生产过程也产生粉尘；风速过大，也能使已沉落的粉尘重新飞扬，污染环境。粉尘中游离Si。2含量要求见表3-l-lo表3-1-1作业场所空气中粉尘浓度标准粉尘中游离Si02含量(%)最高允许浓度(mg/nf)总粉尘呼吸性粉尘<10103.510-<502150~<8020.228020.3第二节防尘措施一、防尘措施为降低全矿井粉尘产生总量及其扩散范围，除了对重点粉尘源进行有效的控制外，要从整体上对粉尘采取综合防治措施，并加强井下人员的个体防护。井下洒水管路要经过各扬尘地点，并保证管路的畅通和洒水压力。井下煤仓、溜煤眼放煤口及各带式输送机卸载、转载处均设喷雾装置或除尘器，作业期间进行洒水降尘。煤仓、溜煤眼不得放空，更不能作为风流通道使用。对于粉尘聚积处要定期清理，并撒布岩粉，避免聚积的粉尘重新扬起。监测各通风风路的风速，发现风速超限要及时处理，减小由于通

91风需要而增加的扬尘。定期对主要大巷进行除尘刷浆。同时要经常检测煤（粉）尘的浓度。另外，对于井下经常接触粉尘的采煤机司机和锚喷工作的喷浆工、搅拌工等均采取了个体防护措施，配备了防护用品，即配备防尘口罩、防尘安全帽和使用压风呼吸器等个体卫生及安全防护措施。二、采掘工作面除尘（一）采煤工作面除尘回采工作面是本矿产生粉尘和扩散粉尘的重点之一，采煤机在割煤过程中都将产生大量煤尘，在风流作用下，飘浮于采煤工作面及回风顺槽中，与同时产生的瓦斯混合，成为产生爆炸事故的极大隐患。按照《煤矿安全规程》的要求，采煤机必须装配内、外喷雾装置，且内喷雾压力不得小于2Mpa,外喷雾压力不得小于L5Mpa,因故不能喷雾时，采煤机不允许作业。（二）掘进工作面除尘掘进工作面是产生粉尘的另一个重要地点，本矿岩巷采用普通掘进法施工，凿岩机（或煤电钻）打眼、放炮爆破、装岩机（装煤机）装岩除渣等作业过程都能产生大量岩（煤）尘。采用锚喷支护的巷道，混凝土喷射机喷浆时也将产生大量粉尘。按照《煤矿安全规程》的规定，掘进过程中必须采取湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装煤（岩）洒水和净化风流等防尘措施。半煤岩巷、煤巷采用综掘施工，按照《煤矿安全规程》的要求，掘进机必须装配内、外喷雾装置，且内喷雾压力不小于3Mpa,外喷雾压力不得小于1.5Mpao综掘工作面防尘主要采用综掘机内外喷雾装置防尘，并配备SCF-6型湿式除尘风机。为净化掘进巷道的含尘风流，在局扇后方20〜30m处、距掘进工作面约150〜

92200nl处及约80m左右三处地点设置水幕除尘。掘进工作面局扇安装JFC—III型掘进通风除尘器，混凝土喷射机安装MLC-IC型通风除尘器。为作业人员配备了AFMT型防尘安全帽和AFKT型送风防尘口罩等保护用品，要求作业人员必须佩戴防尘保护用品。（三）转载运输的防尘1、溜煤眼、带式输送机、刮板输送机、转载机等的转载点上均配备自动喷雾洒水等防尘装置，作业时自动开启降尘装置。2、溜煤眼不得放空，溜煤眼不得作为风眼使用。（四）通风防尘加强通风管理，严格控制风速，风速的大小是影响空气中粉尘浓度的一个重要因素风速过大，会将堆积煤尘吹起，风速过小，会影响工作面的风量。因此在工作面投产初期，利用通风设施对工作面的风速、风量进行调节，达到合理的风量和风速。（五）防止粉尘聚集定期冲洗和清扫巷道，防止粉尘聚集。（六）个体防护对接触粉尘多的工种，如锚喷、采掘工人等，要求配备个体防护用具（如送风防尘面罩、防尘安全帽等），减少粉尘危害。三、煤层注水防尘本矿井6-2煤层原煤水分(Mad)为2.48~10.24%,平均6.82%,大于4%,

93因此不需要对煤层进行注水防尘。四、井下消防、洒水(给水)系统(―)水源选择井下消防洒水设备给水由设置于地面的水池(井下排水经地面水处理站处理后进入200m调节池，用于井下消防、洒水，根据《煤矿安全规程》和《煤矿井下消防设计规范》的有关规定，井下消防洒水和设备给水可合用一条给水管路，由设置于地面的水池接管，沿副井井筒至井下供各处用水。(二)灭火装置布置地点1、在井下的下列位置设消火栓(1)主、副井筒；(2)水平大巷入口处；(3)变电所、消防材料库、爆炸材料库入口处；(4)掘进巷道迎头；(5)回采工作面进、回风巷口；(6)胶带输送机机头；(7)斜井井筒、胶带输送机大巷每隔50m；(8)煤层大巷、工作面运输及回风顺槽每隔100m。2、消火栓设置原则(1)消火栓的规格应为DN50,由带阀门的三通支管及水龙带接头口组成。

94（2）消火栓栓口安装高度宜设置在距巷道底面0.8~1.6m的范围内。（3）消火栓设置应标志明显，使用方便，不会防碍井下其它设备的工作，且不易因物体碰撞而受损坏。3、下列位置设固定灭火装置（1）胶带输送机头处设自动喷水灭火系统。（2）井下变压器、空气压缩机、变电所、消防材料库设置泡沫灭火器和干粉灭火器。（三）井下消防洒水水质须符合如下指标1、悬浮物含量不得超过30mg/L。2、悬浮物粒度直径不得大于0.3mm。3、PH值为6〜9。4、大肠菌群不超过3个/L。（四）管路选型井下消防洒水及设备给水数据如下：1、井下消防洒水用水量Q=600m3/d根据《给水排水设计手册》、常用资料选型手册，消防洒水管路最大流量按消防用水量计算，即为57.96n?/h,流速为2m/s,则相对应管路内径为80mm,考虑到井下的特殊作业环境，所需的水量要求变化较大，所以本次设计管内径选择取为100mm。由于地面水池至一水平井底车场高差为42m,所以不需加压供水，井筒内管路壁厚为4mm,大巷及顺槽管路壁厚为3.5mm。

95井下消防洒水及设备给水管路选为无缝钢管，井筒部分干管管径为DN100X4,井底车场及大巷管径为DN100X3.5,顺槽管路管径为DN50X3,并配置100mDN20的胶管。井下消防洒水及设备给水，由地面静压洒水池通过管路供给。静压水可满足各工作面洒水点压力要求。（五）设备布置原则1、洒水器布置在容易产生煤尘的工作面顺槽端头，掘进顺槽端头和皮带搭接点及煤仓上下口。2、水幕布置在采掘工作面的进回风顺槽接近工作面附近，距离工作面20m,达到净化风流的目的。3、消火栓布置在主水平井底和辅助水平车场，辐射500m的保护半径,超过500m另设消火栓。4、泡沫灭火器和干粉灭火器布置在易产生局部小型火灾的地方，主要布置在：变电所、机电碉室、大巷出入口。5、对于炮掘工作面需另在工作面设置喷雾洒水系统，实行喷雾洒水降尘。6、采掘工作面采取湿式作业，必要时采取煤层注水。五、回采掘进工作面除尘的具体措施1、利用井下设有喷水喷雾防尘管路系统，采掘面设支管管径50mm,对采掘工作面装载点等设置喷头喷雾洒水。2、采煤机和掘进机采用内外喷雾，局部岩巷掘进采用湿式凿岩水炮泥封孔，放炮过程中及放炮后洒水喷雾。

963、采煤工作面，运煤转载点、煤仓上口等易产生粉尘地点利用已设置喷雾降尘装置，在时间安排上先喷雾洒水，后进行切割等工作。4、采煤工作面回风道安装风流净化水幕，在空间上水幕必须能封闭全断面。5、采煤工作面严格控制风速，以减少和降低浮尘飞扬。6、在推进工作面出渣后应清洗距工作面10m巷壁。对采煤工作面进回风顺槽主运输进风大巷和回风大巷，人行道等应在每季至少清洗帮顶一次。7、采煤工作面运煤用煤仓不得放空，以防煤尘飞扬。8、采掘工作人员每人配置一个合格的个人防护面罩，工作前先戴上防护罩然后工作。六、粉尘监测（一）作业场所空气中的粉尘（总粉尘、呼吸性粉尘）浓度应符合《煤矿安全规程》第七百三十九条的规定。（二）作业场所的粉尘浓度，井下每月测定2次，地面每月测定1次;每6个月测定1次粉尘分散度。（三）工班个体呼吸性粉尘监测：采、掘工作面每3个月测定1次，其他工作面或作业场所每6个月测定1次。每个采样工种分2个班次连续采样，一个班次内至少采集2个有效样品，先后采集的有效样品不得少于4个。（四）定点呼吸性粉尘监测每月测定1次。（五）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；各接尘场所每次测定的有效样品数不得少于3个。粉尘传感器布置见第八章第三节，粉尘监测仪表见第九章第一节。

97第三节防爆措施一、防爆措施为降低煤尘对矿井的威胁，除采取上述降尘、防尘措施外，要同时把矿井防爆工作做好。对随风流飘浮于井巷之中的煤尘采取必要的措施，始终控制在煤尘爆炸界线以下。回风顺槽等煤尘容易聚积的地方要定期清理，聚积于井巷周边的煤尘也要定期冲洗，避免沉积煤尘的二次扬起。主要巷道每隔半年要用石灰水刷浆一次，刷浆前要清理巷道浮尘。对煤尘主要产生地点进行喷雾洒水，不仅降低了煤尘产生量，同时也起到了阻止引燃的防爆作用。撒布岩粉可以增加煤尘中的灰分，能抑制煤尘爆炸，故主要煤尘产生地点及主要巷道要定期撒布岩粉。对于井下瓦斯、煤尘爆炸事故，井下电气设备是主要引爆源之一，因此，必须采取防爆措施。具体措施为：1、认真执行《煤矿安全规程》等有关规范、政策。2、加强对通风设备、设施的管理，经常检查维修，保证矿井通风系统的正常可靠。3、经常进行各用风地点风量、风速、瓦斯、粉尘等参数的测定，使之符合《煤矿安全规程》要求。4、配备足够的安全检测仪器仪表，培训相应人员，提高安全检测人员素质。5、装备KJG2000型煤矿综合监控系统，完成本矿井的集中连续安全监测和生产监控。加强通风管理，保证各工作点有足够的新鲜风量，设专职瓦斯及粉尘检查员，对工作地点经常进行各种有害气体、粉尘、风量的

98检测，建立个体巡回检测和集中连续双重检测体系。6、回采工作面及掘进工作面均设有完善的风电闭锁瓦斯断电报警系统。7、盘区内电动机、电器、变压器均采用防爆型，弱电设施为本安型。生产中应加强机械及电器设备的管理，防止机械摩擦火花和电火花引燃瓦斯和煤尘。8、必须使用煤矿许用炸药和电雷管，采用水炮泥，在放炮前后按《煤矿安全规程》要求仔细检测瓦斯、粉尘浓度，放炮前后在距爆破地点前后20nl巷道内，喷雾洒水降尘，严禁违章作业。9、各工种必须严格遵守各自有关规定，严禁在井下开启和修理矿灯。10、采取各种有效措施，防止瓦斯局部积聚。11、扩散通风距离不超过6m；扩散通风巷道不得有瓦斯涌出，巷道宽度不能少于1.5mo12、及时对采空区及废弃巷道进行封闭。13、经常对巷道中积聚的煤尘进行清扫，对易产生煤尘的巷道如带式输送机巷等进行撒水及喷雾降尘。带式输送机巷每50nl设一个给水栓。14、对转载点等易产生煤尘处实行洒水喷雾降尘及集尘器捕捉两种方式降尘。15、对浮游煤尘主要采取喷雾降尘加人工清理的方式。16、在所有巷道均铺设消防洒水管路，经常检查巷道煤尘积聚情况，冲洗巷道，防止煤尘积聚。17、对煤层采空区采用喷洒阻化剂防灭火。防止因煤的自燃而引发爆炸，杜绝火源发生。18、主要机电设备胴室设在新鲜风流中。

9919、加强职工井下防火安全教育，加强井下电气设备的维护管理，以免发生火灾。20、爆破作业应严格遵守有关安全爆破的规定。严禁使用不安全的爆破器材；不允许放连珠炮、放浮炮、违章使用延期雷管等；合理地布置炮眼，放炮前应采取安全措施，避免放炮引燃瓦斯或煤尘。21、遵守瓦斯管理的各项规定，防止局部积聚和瓦斯爆炸事故。22、完善电气三大保护，防止电气火花。23、采用阻燃抗静电的运输胶带、电缆和风筒。24、避免斜巷跑车事故造成的高速磨擦火花和撞击电气设备。25、按有关规程、规范，安全地处理火区。26、按有关规定设置隔爆水棚及自动抑爆装置。27、下井人员不得穿化纤服装下井。28、矿井每星期至少检查1次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量是否符合要求，发现问题，应立即改正。二、井下电气设备及保护井下电气设备按《规程》第444条规定，选用矿用一般型或防爆型，各种电气保护严格按照《煤矿安全规程》及《煤炭工业矿井设计规范》的规定设置。上述地点电气设备不得带电检修、搬迁，检修或搬迁前，必须切断电源，并用同电源电压相适应的验电等检验。检验无电后，必须检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度在1%以下时，方可进行导体对地放电。所有开关把手，在切断电源时都应闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”牌，只有执行这项工作的人员，才有权取下此牌并送电。

100操作这些电气设备，必须遵守下列规定：非专职或值班电气人员，不得擅自操作电气设备；操作千伏级电气设备主回路时，操作人员必须戴绝缘手套或穿电工绝缘靴；127V手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分，应有良好绝缘。三、撒布岩粉1、对岩粉的要求：可燃物含量＜5%；游离SiO2含量＜5%；不含有毒有害的混合物；潮湿巷道应用抗湿性岩粉；岩粉必须全部通过50目（筛径其中70%以上应通过200目（筛径＜0.074mm）。2、岩粉原料：采用石灰岩粉。3、对岩粉用量的要求：岩粉撒布用量是根据煤尘沉积情况，一般以岩粉与沉积的煤尘混合物中不燃物质的含量而定，对于本矿井不应小于70%。4、撒布岩粉的要求：撒布岩粉时要将巷道所有表面，包括顶、底、帮都应用岩粉覆盖，撒布长度应大于300m,不足300m的巷道应全部撒布,撒布要均匀，不留空白。撒布在井巷的岩粉要定期采样化验分析，岩粉厚度超过0.2cm时，要采取措施处理。5、岩粉撒布方法：采用人工撒布方式，撒布时操作人员必须站在风流上方。6、撕布岩粉的地点：所有的运输巷和回风巷；煤尘经常积聚的地点;工作面上、下出口。7、岩粉撒布周期为二个月。

101第四节隔爆措施一、隔爆措施本矿井各煤层均有煤尘爆炸危险性，根据《煤矿安全规程》第155条有关规定，设计在以下地点设置了隔爆水棚。1、与井筒相连接的主运大巷、辅助运输大巷、回风大巷等巷道中设置主要隔爆水棚；2、采煤工作面、进风及回风顺槽中，设置辅助隔爆水棚；3、煤层掘进巷道设置辅助隔爆水棚。二、隔爆设施本矿井隔爆设施采用隔爆水棚1、水棚的结构与选型本次设计的主要隔爆水棚和辅助隔爆水棚均选用水袋棚，水袋主要为塑料制品，将其吊挂在巷道顶梁上或支架之上。水袋型号为GBSD-80,其规格为900X480X270mm,设计水量Gn为80L。2、水棚的布置与计算1）水棚的布置原则A、水棚排间距为L2-3.0m,主要水棚的棚区长度不小于30m,辅助水棚的棚区长度不小于20m。B、水袋在巷道中的安装方式呈横向吊挂式布置。C、水袋边缘与巷壁、支架、顶板（梁）之间的垂直距离不小于100mm,水袋距顶板（梁）的距离不大于1.0m。D^同一排（列）中水袋之间的最小间隙不小于100mm,也不大于1.2m。

102E、水棚区间距最大不大于200m。2）总水量：G=gS式中：G总水量，L；g——每平方米巷道所需水量，主要隔爆水棚取MOkg/nA辅助隔爆水棚取200kg/m2；S巷道净断面积。A、主要隔爆水棚总水量胶带运输大巷：G=400X9.77=3900L辅助运输大巷：G=400X12.8=51206L回风大巷：G=400X10.23=4092LB、辅助隔爆水棚水量运输顺槽：G=200X9.0=1800L回风顺槽：G=200X9.0=1800L3）水袋计算水袋棚架数：n=G/xGn式中:n水棚架数；x——每排水袋个数；主要隔爆水棚取3,辅助隔爆水棚取2；

103Gn每个水袋水量，LoA、主要隔爆水棚胶带运输大巷：n=3900/(3X80)=17辅助运输大巷：n=5120/(3X80)=22回风大巷:n=4092/(3X80)=17B、辅助隔爆水棚运输顺槽:n=1800/(2X80)=11回风顺槽：n=1800/(2X80)=114)水棚区长度：L=nC式中：L水棚区长度，m；C水棚间距，取2.0m。A、主要隔爆水棚胶带运输大巷：L=17X2.0=34辅助运输大巷：L=22X2.0=44回风大巷:L=17X2.0=34B、辅助隔爆水棚运输顺槽:L=11X2.0=22回风顺槽：L=11X2.0=22水棚位置详见图C1026-845T：井下消防、洒水系统及给水管道布置平面图。3、水棚给水系统水棚给水系统的水源由井下消防洒水系统供给。在设置隔爆水棚的巷

104道均有井下消防洒水管路通过，并每隔50m设有一支管和闸阀，管口配有消防接口，水棚可由其给水和补充水量。为保证隔爆效果，对隔爆设施应加强管理，每周至少要对隔爆设施的安装地点、数量、长度、水量及安装质量检查一次。如发现水棚损坏、水量不足、安装地点及质量不符合要求等问题必须及时处理。使隔爆设施随时都处于完好、有效状态，当爆炸发生时，真正起隔爆作用，减小灾害范围，减少灾害损失。第五节矿井地面生产系统防尘防尘措施采用喷水、洒水、密闭防尘和机械除尘相结合。一、生产系统尘源及防尘系统简介1、地面生产系统中可以产生煤尘的生产环节有：主斜井井口房、筛分间、胶带输送机栈桥及转载点、储煤场、锅炉房排渣与烟尘排放等。本设计均对这些环节作了适合具体情况的除尘措施：煤炭生产、转运过程中产生的煤尘起尘点均设有完善的防尘洒水灭尘设施灭尘；在锅炉房、热风炉房设置配套的除尘设施；储煤场四周和外运公路均设置绿化带，通过这些措施可基本消灭煤尘污染。2、矿井排出的砰石，集中运到砰石场，经层层堆放压实，并进行绿化。二、防尘措施及装备在生产过程中，上述产生煤尘的环节均会产生大量煤尘，在设计中采取了下述措施及装备。1、胶带输送机栈桥内在胶带输送机运行时易产生煤尘，设计中采用

105了良好的通风设计，将煤尘排出室外，保证生产的安全和良好的工作环境。2、原煤在筛分、转载过程中易产生大量煤尘，设计在产生煤尘的地方采取加压喷雾、设密闭罩和通风除尘措施，降低煤尘浓度。3、对储煤场采取利用现有地形四周建墙，并安装减振双层挡风网，挡风墙外建绿化带。4、本矿井年肝石排放量5千吨，均由胶轮车上井后，运往工业场地北侧适当地点集中堆放根据实际情况进行综合利用，为防止雨季形成肝石泥流，应在其下游构筑挡墙拦截以及防止肝石雨水淋溶形成。本矿井锅炉房年排渣量为1065吨。矿井锅炉灰渣应优先进行综合利用，如用作水泥等建材，尚不具备条件时，可回填矿井首采沉陷区、或运至荒沟与阡石一并处理，灰渣排弃时应注意防止扬尘二次污染，必要时应设洒不管抑尘，并利用黄土覆盖、表土层绿化。第四章瓦斯灾害防治第一节瓦斯一、瓦斯包头安科安全工程服务有限公司2005年11月对该矿瓦斯鉴定为“低瓦斯矿井”，全矿井瓦斯相对涌出量0.65米3/吨，绝对涌出量0.45米3/分，无瓦斯突出，CO?相对涌出量1.12米3/吨，绝对涌出量0.78米3/分。同时调查井田周边小窑过去从未发生过瓦斯爆炸事故。二、矿井瓦斯等级根据瓦斯鉴定为低瓦斯矿井。

106三、瓦斯基础资料来源本设计认为该资料可靠，可供设计参考，故作为编制本矿安全专篇的依据，本矿为低瓦斯矿井，但在今后生产实践中仍应按《煤矿安全规程》第133条“……每年必须对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作……同时密切注视瓦斯涌出量的变化情况，并采取措施确保矿井安全生产。第二节防爆措施一、巷道布置、采掘工艺对矿井瓦斯涌出的影响（一）巷道布置对矿井瓦斯涌出的影响本矿井采用斜井单水平开拓，开采水平标高1100m,三条大巷布置在一个水平内。根据本矿井岩石力学性质和煤炭开采技术条件，井底车场和大巷采用锚喷支护，与煤层直接接触时间短，巷道瓦斯涌出地点主要在煤巷掘进工作面和超前煤壁(尚未支护)等处；顺槽采用锚杆支护，与煤层接触面积大是瓦斯涌出重要地点。(二)采掘工艺对矿井瓦斯涌出的影响采煤工作面采用后退式采煤方法开采，综采开采工艺，全部垮落法管理顶板，设计生产能力为0.45Mt/a,工作面具有煤壁暴露面积大，落煤量大等特点，是瓦斯等有害气体集中涌出的主要地点。综掘工作面主要担负工作面顺槽的掘进，装备YBT-28型掘进机，具有掘进速度较快、落煤量大等特点，是瓦斯等有害气体集中涌出重要地点。二、防爆措施本矿井为单一煤层开采，煤类为不粘煤，构造简单。但考虑本矿井工

107作面生产能力大，瓦斯集中，也必须遵循“预防为主、综合治理”的原则，做好通风瓦斯管理工作，防止瓦斯聚集、发生瓦斯爆炸。现就本矿井防止瓦斯积聚措施、瓦斯积聚后应如何处理及控制和消除引爆火源等方面叙述如下：(-)防止瓦斯积聚措施1、健全稳定、合理、可靠的通风系统本矿井通风系统为中央并列式，通风方式为机械抽出式，符合本矿井煤层赋存条件和开拓布置要求。风井配备高效通风机满足井下风量需求，通风机在合理区域内运行。初期供风距离近，系统简单，通风系统稳定。希望本矿井在今后生产中做好以下工作：(1)制定通风系统管理标准，根据各项指标对通风系统可靠性进行评价；(2)杜绝通风系统中平面交叉、采区内部上下两头进风、不合理串联通风、扩散通风、老塘通风；(3)巷道贯通后及时调整通风系统，防止风流紊乱。2、保证工作面有充足的风量保证工作面充足的供风量是有效冲淡瓦斯、防止瓦斯积聚的重要手段。设计综采工作面配风量为15m3/s,满足瓦斯涌出量、工作面温度、工作面同时工作最多人数的要求；综掘面配风量为7m3/s,满足瓦斯涌出量、局部通风机吸风量、工作面同时工作最多人数的要求。并应做到：一是矿井坚决执行以风定产，严禁超通风能力开采；二是明确工作面配风标准，对确定为瓦斯异常区的采、掘工作面在正常配风量标准的基础上再进行增加；三是严格掘进供风管理，风筒出口到工作面距离应在作业规程中明确

108规定，杜绝风筒出现破口、积压、接头漏风现象。3、杜绝掘进工作面停风加强掘进工作面供风管理，杜绝无计划停风，设计综掘面配备YBT-28型风机；同时，执行有计划停风制度，对需要检修停风的工作面提前编制有计划停风通知书，撤出全部人员、设备停电后，方可停风，在恢复通风前，按规定排放瓦斯。4、积极开展瓦斯地质研究预防瓦斯事故要积极进行瓦斯地质研究。在煤层揭露后选取有代表性的煤层和地点进行采样，对数据进行分析处理，研究得出瓦斯地质数学模型，预测未采区域瓦斯含量情况。根据实际瓦斯涌出情况和瓦斯地质研究数学模型，划分确定瓦斯异常区，制定瓦斯异常区装备管理标准，在开采异常区域时，按照标准进行装备管理，提高工作面供风量，按设瓦斯监测探头，配备专职瓦斯检查员等。5、其它巷道防止瓦斯积聚措施（1）独头巷道扩散通风距离不超过6m,且巷道宽度不得小于L5m,无瓦斯涌出，并经常检查其瓦斯是否超限；（2）所有巷道风速必须符合《煤矿安全规程》要求；（3）己报废巷道、胴室，将较长时间不用的巷道、碉室或碉室的某一部分，必须及时密闭，并设置警示标志，经常检查密闭效果。（二）瓦斯积聚的处理

109在矿井生产过程中，因地质条件、开采技术和通风管理等因素的影响,不可避免地会出现瓦斯积聚现象。瓦斯积聚一般发生在采煤面上隅角、停风的巷道等地点。1、上隅角瓦斯积聚的处理由于风流在采煤面上隅角形成涡流，同时该处风速较低，而瓦斯比重比空气小，浮在空气上部，生产过程中涌出的瓦斯易积聚在上隅角，不易被风流带走，因此上隅角最易发生瓦斯积聚。可采取如下措施：（1）在回采工作面与回风巷联接处（上隅角）附近设置抗静电帆布一风嶂，迫使一部分风流清洗上隅角，防止瓦斯聚集。如果瓦斯浓度较高，上述措施无法解决时，可在回风巷安设抽出式风机和负压风筒，强制将上隅角高浓度瓦斯排到回风巷风流中进行稀释，或采用高位钻孔法对采空区进行抽放;(2)加强安全监测管理，随时监测瓦斯情况，超限时及时切断工作面电源；(3)加强瓦斯检查，配备业务水平高、责任心强的专职瓦斯检查员；(4)加大采煤面倾斜方向与回风巷的角度，使风流流经上隅角的面积尽可能的大一些；(5)加强超前支护，保证回风巷通风断面；(6)在上隅角安设喷雾设施，及时消灭产生的摩擦火花。2、掘进工作面瓦斯积聚的处理在掘进巷道中最常遇到的瓦斯积聚形式有巷道顶板附近；钻孔中和打钻时的孔口附近。通常掘进工作面只要供风充足，涌出的瓦斯会随风流及时排出，一般不会发生瓦斯积聚。除采用独立通风外，防止瓦斯积聚尚需采取以下措施：

110(1)消除巷道顶板附近瓦斯积聚的措施①保证巷道风速，在一般瓦斯涌出情况下使顶板处的风速不小于1.Om/so②当风速不能满足要求时，在靠瓦斯涌出区段，局部增加风速，采用帆布风嶂，靠顶板挂倾斜档板，局部提高风速。③巷道掘进时，对超挖部分以不燃材料填实，消除空洞。(2)防止打钻时的瓦斯局部积聚采取保证打钻巷道的供风量，采取在巷道中安设风嶂、倾斜挡板等方法增加钻孔孔口附近的风速等措施。(3)掘进工作面局扇必须设置在进风口侧新鲜风流中，距掘进巷道回风口不得小于10m处，防止产生循环风，风筒出风口应随工作面掘进及时移动，确保掘进工作面有足够风量。（三）控制和消除引爆火源据有关资料统计，引起瓦斯爆炸事故的火源主要有电火花和放炮，其中，电火花占50%,放炮占32%,其他占18%。1、井下电气设备及保护的选择井下主变电所设置在通风良好、运输方便、靠近井底车场的地方。井下主变电所高低压变配电设备选用矿用一般型电气设备，采区变配电电气设备选用矿用隔爆型高压配电装置、矿用隔爆型干式变压器和矿用隔爆型低压电气设备，采区工作面采用隔爆干式移动变电站，井下电气设备实现无油化。井下高压隔爆配电装置、低压隔爆馈电开关及低压隔爆磁力起动器分别设有短路、过流、过压、断相、漏电、保护接地等保护。同时，应做到：一是防爆电气设备必须取得合格证，入井前需由专门的防爆检查员进行安全检查，合格后方可入井；二是防止电缆碰撞、急弯、

111划伤、刺伤等机械损伤；三是电缆导线连接要牢固，无明接头，有过电流和漏电保护；四是设置保护接地和漏电保护装置，定期进行预防性试验，发现漏电要及时处理；五是按程序操作电气设备，严禁带电维修电源开关闭锁和搬迁电气设备、电缆电线，做到日常维护检修和巡回检查相结合。2、防止放炮引燃瓦斯放炮工作涉及炸药领退、编号、导通、脚线扭结、炸药运送、打眼定炮、联炮、一炮三检、联线放炮等十几道工序，每天都要反复操作，如果某一环节出现问题，尤其是现场放炮环节出现问题，在瓦斯异常区就可能发生瓦斯事故。因此，要加强放炮管理，抓好放炮的每一道工序、每一个环节。做到：一是严格执行一炮三检制度，认真检查放炮前后的瓦斯情况;二是放炮前后冲刷煤尘；三是坚持使用水炮泥，黄泥封孔；四是正规放炮操作程序，严格执行《规程》中爆破的有关规定；五是加强雷管导通工作,杜绝不合格的雷管出库。3、消灭井下火源的其它措施(1)采区内电器设备均采用防爆型；弱电设施为本安型。生产过程中应加强机械及电器设备的管理，按照《煤矿安全规程》的规定周期进行各项检查、测定和调整，保持其各项性能完好。按照作业规程进行操作，防止机械磨擦及碰撞引起火花及电火花。(2)必须使用煤矿许用炸药和电雷管，采用水炮泥，在放炮前后仔细检测瓦斯浓度，在瓦斯浓度达到1%时，严禁装药爆破，严禁违章作业。(3)巷道所用风幢必须用不透气、抗静电、不延燃、耐撕裂的材料

112制造，以防静电引起火花引发瓦斯及煤尘爆炸。(4)井口房和通风机房附近20nl内，不得有烟火或用火炉取暖。(5)井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。(6)井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要胴室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定专门安全措施，并遵守下列规定：①指定专人在场检查和监督。②电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。工作地点应至少备有2个灭火器。③在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时,必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。④电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%,只有在检查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。⑤电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查，发现异常立即处理。⑥煤层中未采用砌帽或喷浆封闭的主要碉室和主要进风大巷中，不得进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。（7）严禁在井下修理矿灯。

113（8）井下工作人员必须严格遵守《煤矿安全规程》及各工种有关规定。（9）采用湿式打眼，防止火花产生。（10）井下各供电系统采用中性点不接地系统，在各采区变电所、配电点及机电碉室等处均设置局部接地极，通过接地线、电缆铠装外皮及接地芯线将上述接地极接成一完整接地网，该网的任一处接地电阻均不得大于2Q。井下高、低配电设备均设有选择性漏电保护装置。（11）各种电气设备及测量仪器、仪表的使用、检修均应严格按《煤矿安全规程》及有关工种的有关规定执行。（12）加强井下电气设备及机械设备的维护管理。（13））采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯达到1%时，必须停止用电钻打眼及一切施工。(14)对因瓦斯浓度超过规定应切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，才可通电启动。(15)入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤服装下井。(四)加强盲巷的管理盲巷启封时的安全措施：(1)启封盲巷及已封闭巷道之前，要制定出一套较为细致严密的安全防护措施；(2)作有害气体的检测其中包扩CO、S02>CH」等；(3)用探水钻查明是否有积水；

114(4)检测其温度情况是否正常；(5)加强施工人员及检测人员的综合防护；(6)巷道启封后严格按《煤矿安全规程》之规定进行施工作业，保正启封巷道通风时间。(五)其它防爆措施1、加强对通风设备、设施的管理，经常检查维修，保证设备、设施一直处于良好运行状态。2、经常进行各用风地点的风量、风速、瓦斯、煤尘等参数测定，使之符合《煤矿安全规程》要求。3、矿井通风系统中设置控制风流的风门、风桥、挡风墙、调节风门、风筒、风嶂、挡板等设施，保证风路的畅通。4、主要进回风巷道之间的联络巷设置两道联锁的正向风门和两道反向风门，以为矿井及采区工作面返风创造必要条件。5、在回风井井口装设防爆门，以保护主通风机。6、矿井配备足够的安全检测仪器仪表及人员，并装备煤矿综合监控系统，进行人工巡回检测与集中自动连续检测双保险检查。7、主扇分别装备2台，1台工作，1台备用，均采用双回路供电。主扇风机反风风量不小于正常风量的40%。8、各主要机电设备碉室均处于新鲜风流中。9、胴室及巷道均采用混凝土支护，胴室内按规定配备灭火器。10、回采、掘进工作面均设有独立进回风系统，并设有隔爆水棚及自动抑爆装置互相隔离。

11511、下井人员必须配备化学氧自救器。12、在主要风巷中，均建立测风站，测风站设置应符合《煤矿安全规程》要求。13、串联通风时，进入串联工作面的风流中，必须装有瓦斯自动检测报警断电装置，并及时将信息传入安全监测系统，瓦斯和二氧化碳浓度、其它有害气体浓度均应符合《煤矿安全规程》要求。14、及时对采空区实施封闭，并根据有关规定及具体情况定期检查。15、矿井总回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过0.75%时，必须立即查明原因，进行处理。16、采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，采取措施,进行处理。17、矿井必须从采掘生产管理上采取措施，防止瓦斯积聚；当发生瓦斯积聚时，必须及时处理。18、局扇及其启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局扇的吸入风量，局扇安装地点到回风口间的巷道的最低风速应符合《煤矿安全规程》规定的最低风速要求。19、必须采用抗静电、阻燃风筒，风筒口到掘进工作面的距离应在作业规程中明确规定。20、不得使用1台局扇同时向2个作业的掘进工作面供风。21、使用局扇通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局

116扇及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局扇。22、井下机电设备应设在进风风流中。23、每年必须由国家授权的权威鉴定部门对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定，报有关部门备案。24、严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。25、局扇因故停止运转，在恢复通风前，必须检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%,且通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。26、矿井必须建立瓦斯、二氧化碳和其它有害气体检查制度，严格遵守《煤矿安全规程》的有关规定。三、检测仪器仪表瓦斯及其他气体传感器布置见第八章第三节，瓦斯及其他气体检测仪表见第九章第一节。第三节隔爆措施根据《煤矿安全规程》的规定，本矿井采用隔爆水棚和撒布岩粉方法,以便井下一旦发生瓦斯爆炸时隔绝受灾范围，尽量减小灾害程度。详见第三章的第三节和第四节。第四节开采煤与瓦斯（二氧化碳）突出煤层防突措施地质报告未提供煤与瓦斯突出情况。据邻区资料，煤系地层一般不存

117在煤与瓦斯突出，本设计对矿井防止煤与瓦斯突出措施不作考虑。第五节矿井瓦斯抽放本矿井为低瓦斯矿井，不考虑瓦斯抽放。

118第五章矿井防灭火第一节概况一、煤的自燃根据鄂尔多斯市产品质量计量检测所2005年7月28日对本矿6-2煤层自燃倾向性鉴定结果：干煤吸氧量0.52cm7g,自燃等级H级，属易自燃煤，因此在煤的开采和堆放过程中对煤的处置应予以足够的重视。二、拟采用的防灭火措施根据本矿井开采煤层自燃倾向性和自燃发火期，按照《煤矿安全规程》规定，本矿井设计采用综合预防煤层自燃发火的措施，采空区防灭火设计以阻化剂防灭火为主，均压防灭火为辅等综合措施防灭火，工作面建立火灾预报束管监测系统，胶带机碉室建立自动灭火系统。第二节开采煤层自燃预测及防治措施一、煤的自燃分析预测本井田内可采煤层6-2为高热值低全水分、中等挥发分煤，化学性能好，自燃发火倾向性强，着火温度300c左右。本矿井的开拓方式为斜井单水平开拓，采煤方法为一次采全高综合机械化采煤法，由于本矿井岩石较为松散，所留浮煤易破碎，再加上采空区的遗留浮煤，所以采空区的煤易自燃。本矿井的通风系统为中央并列式，井下相邻的正负压大巷较近，极易漏风，也为煤炭的自燃提供了必要的条件。

119综上所述，本矿井煤炭自燃的可能性较大，因素较多，因而在矿井的生产过程中一定要做好管理和预防性工作，确保煤矿安全生产。二、煤的自燃预防措施根据本矿井煤层自燃外部和内部条件，制定相应预防措施。现就开拓、开采、通风和监测等方面所采取的措施，分别叙述如下：(-)开拓方面的措施1、合理的巷道布置系统本矿井岩石普氏系数较小，所以本矿井大巷布置在煤层中，并进行了锚喷及刷浆以防煤层巷道与空气的充分接触。2、控制矿山压力，减少煤体破碎在采掘过程中尽量减少巷道裸露的时间，在部分顶底板来压较大的地方加强支护，减少顶底板来压对煤体的破碎，减少煤体与空气接触面。3、对巷道周边煤炭自燃防治的具体措施(1)在掘进过程中，加强巷道支护；(2)对巷道高冒区或空洞采取注浆充填措施；(3)对巷道破碎区提前采取注浆措施；(4)加强监测和预测，发现异常，再次采用注浆等防灭火措施。(二)开采方面的措施工作面采用后退式回采；初期装备综采工作面，尽可能地提高推进速

120度和回收率；采煤工作面采到停采线时，必须采取措施使顶板冒落严实；采空区及时封闭。采煤工作面正常生产时采用注氮和喷洒阻化剂，在工作面开切眼处,工作面推进速度减慢时，工作面停采前、撤架期间及封闭后的具体措施分别叙述如下：1、工作面开切眼的防火(1)对开切眼附近煤壁压注阻化剂；(2)加快工作面设备安装速度和工作面初始推进速度；(3)开切眼埋设注氮管：(4)在工作面回风顺槽预埋束管取样分析采空区内的气体变化。2、工作面推进速度减慢时的防火(1)在工作面下隅角挂设风帘，减少采空区漏风；(2)在下隅角堆设土袋(或砂袋)，建立防火隔离墙；(3)在工作面喷洒汽雾阻化剂；(4)采空区埋管注氮。3、工作面停采前、撤架期间及封闭后的防火(1)工作面离设计停采线一段距离(可取50〜60m)时，即开始在工作面喷洒汽雾阻化剂；(2)工作面停采时，对采空区实施注氮；

121(3)工作面停采期间，适当降低工作面风量；(4)停采后45天内工作面设备要全部撤完，并完成封闭；(5)在撤架过程中，加强停采线回风流气体、温度监测和自燃危险性预测；(6)工作面设备全部撤出后，在停采线以外进、回风顺槽的适当位置建立防火墙，并留设观测孔和注浆孔;（7）定期检测气体、温度状况。（三）通风方面的措施开采自燃煤层时，合理的通风系统可以大大减少或消除自燃发火的供氧因素，无供氧蓄热条件，煤是不会发生自燃的。所谓合理的通风系统是指：矿井通风网络结构简单，风网阻力适中，主扇与风网匹配，通风设施布置合理，通风压力分布适宜。本矿井通风系统为中央并列式通风系统，主斜井、副平胴进风，回风斜井回风，通风方式为机械抽出式，配备轴流式扇风机二台，一台工作，一台备用。本矿井通风网络结构简单，通风设施布局合理，位置恰当，通风压力分布合理。综上所述，本矿井的通风系统较为合理，大大减少或消除自燃发火的供氧因素，无供氧蓄热条件，煤减少了发生自燃的可能性。（四）监测方面的措施在KJG2000监控系统中加设CO传感器和温度传感器监测火灾情况、购置温度探测仪、加强井下气体分析化验及CO浓度测定工作。任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能

122的方法（可利用静压水、砂子及消防器材）直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。三、防灭火系统本矿井地处鄂尔多斯高原，本地区植被较为稀少，土质较差，地形复杂，取土对本地区的环保破坏较为严重，所以本次设计防灭火以阻化剂防灭火为主，均压防灭火为辅。（一）阻化剂防灭火根据本矿的实际情况，矿井防灭火工艺选用机动性电动喷洒压注系统，在井下设置药液车（容量为2m3）和注液泵，由50.8mm铁管沿运输顺槽到工作面，由注液泵加压后向工作面喷洒阻化剂。防灭火工艺见图5-2-1。1一供水管路；2—药液车；3—水泵上药液管；4一往复拉杆泵；5-压力表；6—50.8mm输药液管；7—38.1mm输液胶管；8—喷洒管；9一喷枪；10一阀门图5-2-1机动性电动喷洒系统示意图1、阻化剂选择

123考虑到货源充足，价格便宜，阻化高率（可达80%）,对井下设备和金属构件腐蚀性小，对人体无害等因素，设计选用工业氯化钙作为矿井防灭火阻化剂。2、参数计算A、阻化剂溶液的浓度和密度a、阻化剂溶液的浓度式中：P—阻化剂溶液浓度，%；C—阻化剂溶液量，kg；T一阻化剂用量，kg;W—用水量，kgo设计确定本矿阻化剂溶液的浓度为10%ob、阻化剂溶液的密度此参数由实测取得，拟取1.05t/m3oB、原煤的吸药液量和松散煤（浮煤）的密度a、原煤的吸药液量此参数由实测取得。拟取47kg/t。b、松散煤（浮煤）的密度此参数由实测取得。拟取L0t/m3oC、工作面一次喷洒量工作面每天喷洒一次G=KlK2LbhA

124式中:G—按重量计算一次喷洒；K1一—次喷洒加量系数，取1.2；K2一松散煤（浮煤）的密度，t/m*L—工作面长度，m；B一—次喷洒宽度，m；h一底板浮煤厚度，m,mo.02m；A—原煤（浮煤）的吸药液量，kg/t；则矿工作面一次喷洒量为：G=KlK2LbhA=1.2X1.0X100X1.8X0.02X47=203.04kg工作面一次喷洒所需阻化剂用量为：G|ffl=GXP=203.04X10%=20.3kgD、巷道煤壁的喷洒量GO=KLOAO式中：G0——喷洒范围内巷道所需溶液的喷洒量，kg；K——喷洒加量系数，取1.2；L0——喷洒巷道的长度，取1000m

125A0——巷道单位长度的吸液量，kg/m,取2kg/m（在实际操作时，需实测）；则巷道喷洒量为：GO=KLOAO=1.2X1000X2=2400kg巷道喷洒所需阻化剂用量为：G阻=60>^=2400*10%=240kg。E、巷道钻孔压注量Gl=KSnAl式中：G1——钻孔压注范围内所需的溶液压注量，kg；S——压注范围内的巷道煤壁面积，m2；m6000m2；n钻孔数目，个/m"；取0.5个/m"；Al——钻孔的平均压注量，kg/个；取25kg/个；（在实际操作时，需实测）K喷洒加量系数，取1.2；则巷道钻孔压注量为：Gl=KSnAl=1.2X6000X0.5X25=90000kg

126巷道压注所需阻化剂用量为：G阻=GlXp=90000X10%=9000kg。3、喷洒设备选用WJ-24-2型阻化多用泵，主要技术指标：工作泵压0.2〜2.5MPa,最大射程15m,阻化溶液喷射量为11〜40L/min,Y90L2型防爆电机2.2KW380/660V,体积1500X400X450mm,质量约65kg。综采工作面配备1台。（二）均压防灭火每个回采工作面的运输顺槽和回风顺槽中，安装调节风窗，实行了开采区均压通风，利用降低工作面上、下隅角的压能差，减少采空区漏风量。四、束管监测系统1、系统的组成束管监测系统是利用真空泵，通过一组空心塑料管将井下监测地点的空气直接抽至分析单元中进行监测，由采样器、接管箱、放水器、除尘器、抽气泵、采样控制柜和分析单元组成。2、ASZ-H型束管监测系统本矿井采用ASZ-H型束管监测系统，系统通过束管取样，利用安在地面上的抽气泵、各种气体分析仪器以及微机，连续监测井下巷道、采空区、密闭中的CO、。2、CO?、CL等气体组分浓度，根据CO变化趋势和格雷哈系数，早期预报煤炭自燃预兆。

1273、观测站、移动和临时观测站的布置在采区回风巷、工作面的进、回风巷各建立一个观测站，并符合井下测风站的要求，观测站的位置应使进风观测点能够控制全部进风流，回风观测点能够控制全部回风流；移动观测点布置在工作面进回巷内距工作面10〜20m处，临时观测点布置在工作面老空区或有异常现象的区域。束管监测系统可并入矿井集中监测监控系统，作为矿井集中监测监控系统的一个子系统。第三节井下外因火灾防治及装备一、电气事故引发的火灾防治措施及装备1、井下机电设备碉室防火措施(1)井底设消防材料库，各主要机电胴室均配有消防器材。(2)井下主变电所、主排水泵房均采用不燃性材料支护，并设有防火栅栏两用门。(3)井下消防洒水管网为各主要机电胴室设有消火栓。2、井下电气设备的防火措施井下电气设备的防火，防止电器过负荷运行，短路产生的电弧、电火花，机械设备运转不良造成的过热或摩擦火花，要采用防爆型设备，而接线点要紧密牢固，必须涂绝缘漆，防止接点打火，用电缆引线，不可明线接电，并设置过压过流保护器，双回路供电，中性点不接地。为了防止地面雷电波及井下，引起瓦斯、煤尘以及火灾等灾害，通信

128线路在入井处装设熔断器和避雷装置。3、井下电缆井下电缆均采用已取得“MA标志准用证”的电缆，下井电缆选用ZR-MYPTJ-10kV,3X95mm?钢丝铠装交联电缆，沿主井筒引至井下中央变电所；中央变电所至各移动变电站选用型矿用监视型屏弊电缆，沿巷道壁悬挂；其余电缆均选用MYP-1OOO型矿用软电缆。电缆同电气设备的连接，采用同电气设备性能相符的接线盒，高压电缆间连接采用AGKB30-200B/10000型矿用隔爆型接线合，橡套电缆间的连接采用符合要求的接线盒进行连接，或采用硫化热补。4、井下电器设备的各种保护36V以上的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、构架等，都必须有保护接地。接地网上任一保护接地点测得的接地电阻值不得超过2Q。每一移动式和手持式电气设备同接地网之间的保护接地用的电缆芯线的电阻值，都不得超过1。。所有电气设备的保护接地装置，都应同主接地极连接成一个总接地网。井下电力网的短路电流，不超过其控制用的断路器在井下使用的开断能力，并检验电缆的热稳定性。40kW以上的起动频繁的低压控制设备，使用了真空接触器。井下矿用隔爆干式变压器或隔爆移动变电站的高压侧，具有短路、过负荷和欠电压释放保护。井下有移动变电站、或配电点引出的馈电线上，装设有短路和过负荷保护装置。低压电动机配置的真空磁力起动器，具备

129短路、过负荷、单相断线的保护。井下中央变电所的高压馈电线上，装有选择性的单相接地保护装置；供移动变电站的高压馈电上，装有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置；井下低压馈电线上，装设带有漏电闭锁的检漏保护装置；煤电钻设有检漏、短路、过负荷、远距离起动和停止煤电钻的综合保护装置。二、胶带输送机着火的防治措施及装备井下胶带输送机采用阻燃和抗静电输送带，托辑的非金属材料和包胶滚筒的胶料其阻燃和抗静电性能必须符合有关规定，装设温度、烟雾保护和自动洒水装置；液力偶合器严禁使用非难燃性传动介质；巷道内设有照明灯，便于观察烟雾；在输送机头部传动滚筒处设有打滑检测器、逆止器,张紧采用液压绞车自动拉紧装置，可避免由于打滑而产生火灾；输送带两侧设有跑偏检测器，可避免由于输送带与其它物体的摩擦而产生火花；机头溜槽处设有溜槽堵塞检测器，避免堆煤从而减小火灾隐患；滚筒驱动带式输送机装设温度保护、烟雾保护和自动洒水装置，一旦监测到温度信号、烟雾信号，实现自动停机，并能自动洒水，把事故消灭在萌芽状态。胶带机头及机尾胴室设置了自动灭火系统，本灭火系统采用感烟及感温报警，报警后可实施自动洒水及施放灭火弹等灭火措施，胶带机驱动电机及所有安全保护装置均采用防爆型。三、其它火灾的防治措施及装备1、防止地面明火引发井下火灾的措施为防止地面明火引发井下火灾，严禁在井口20m范围内进行产生明火

130的任何性质的作业，同时在距进风井20m内不得布置产生污染和废气的设施，井口附近（20m内）进行作业的人员不得吸烟和堆放易燃物品，并在井口附近设置明确禁止烟火的标志牌。消防材料库布置在副井工业场地内，消防材料库内的消防材料要保证完好充足，库内严禁堆入任何与消防材料无关的物品。对于主、副井筒井口固定的消防设施应加强管理，定期检查设备的完好性，配备专人管理、使用，并对专门人员定期进行消防知识培训和消防演练，主、副井井口设置防火门。井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊等工作，如果必须在井口房内进行以上工作，则必须制定安全措施并严格执行《煤矿安全规程》第二百二十三条有关规定。坑木场、砰石山的防火措施和制度必须符合国家的有关防火规定。在工业场地设有地面消防材料库，库房内按规定配备了消防器材，详见表5-3-1o2、防止地面雷电波及井下引起火灾的措施凡高度大于15m的建（构）筑物均设有防雷保护。由地面直接入井的露天架空引入（出）的管路，在井口附近将金属体进行不少于2处的良好的集中接地。3、矿井应加强安全管理措施，消除其它火源的发生，如矿车撞墙及金属强烈碰撞产生的火花等。4、防止井下爆破引发火灾放炮前后进行洒水降尘，炮眼使用水炮泥。

131四、井下消防和洒水系统见第三章第二节。五、井下防灭火构筑物井下电气设备碉室按《煤矿安全规程》的要求，采用了不燃性材料支护，本矿井变电所内设置有防火门或防火栅栏两用门。根据《矿井防灭火规范》要求，在井底车场设有消防材料库，库内备有各种消防材料及器材。详见表5-3-2。消防材料库存放有密闭材料、灭火材料、消防工具等。各种材料要码放整齐，工具放入工具箱，并加锁保管，消防材料库要设专人看管。密闭材料考虑工作面失火时，同时密闭上、下两条顺槽的材料消耗量。

132序号备品名称单位数量附注1清水泵台1或存放于设备库内2泥水泵台2或存放于设备库内36100mm消火水龙带m2004675mm消火水龙带m3005e52mm消火水龙带m3006652mm普通消火水枪支57652mm多用消火水枪支28652mm喷雾消火水枪支29消火三通个410阀门个411652mm斜喷消火阀门个4126110mm快速接头及帽盖垫圈套3013975mm快速接头及帽盖垫圈套201452mm快速接头及帽盖垫圈套4015管钳子把816轻型钩杆个217重型钩杆个118救生绳根41910L泡沫灭火器个2520CO2灭火器个10218kg干粉灭火器个14221211灭火器(2L)个1423喷雾喷嘴个424泡沫灭火器起泡药瓶个502591/4"速接钢管50每节15m

133序号备品名称单位数量附注26@1/2”速接钢管节50每节10m27巾1"速接钢管节50每节10m286100mm钢管m500焊接快速接头296150mm钢管m100焊接快速接头306200mm钢管m50焊接快速接头3175mm胶管m50032接管工具套433615mm胶管m50034610mm胶管m50035轻型溜子台236风镉台237安全带条538钢绳梯m10039612mm镀锌钢丝绳m20040担架副241麻袋或塑料纺织袋条50042潜水泵Z-x2或存于设备库中表5-3-2井下消防材料品种及数量序号备品名称单位数量附注1@75mm消火水龙带m3002力52mm消火水龙带m4003力52mm普通消火水枪支24652mm喷雾消火水枪支254>110/75mm变径管节个464)75/52mm变径管节个107@110mm喷嘴个68力75mm喷嘴个89力52mm喷嘴个1410分流管个311集流管个112消火阀门生柱个413斜喷消火阀门个4

134序号备品名称单位数量附注116110mm垫圈套1015675mm垫圈套2016e52mm垫圈套4017管钳子把618救生绳根4每根长20m19撬棍根220木锯把221平板锹把422伸缩梯副12310L泡沫灭火器台1024CO2灭火器台5258kg干粉灭火器5261211灭火器(2L)台427石棉毯块12S6100mm钢管m300294）75mm钢管m50030675mm钢管m30031652mm钢管M5003250mm伸缩风筒m15033接管工具套134615mm胶管m200354>10mm胶管m20036安全带条537绳梯副238012mm镀锌钢丝绳m20039麻袋或塑料纺织袋条50040方木m3211铁钉（2"、3"、4"）kg20六、火灾检测及防灭火装备按照《矿井通风安全装备标准》进行配备，主要装备型号及参数为:煤矿专用气相色谱仪GC-4008型1套，煤自燃测定仪ZRJ-1型1套，矿井火灾预报束管监测系统ASZ-II型1套，胶带机碉室全自动灭火系统DMH型3套，高倍数泡沫灭火器BGP-400型3套。

135第六章矿井防治水第一节矿井水文安全条件分析一、矿区水文地质情况(一)矿区水文地质特征矿区地处于干旱的半沙漠地带，地形总体中部东高西低。勃牛川为矿区周边最大地表水系，据古城壕水文站资料勃牛川最大洪峰流量为4810m7s,最小流量0.002m7s,十九年统计平均流量4.03ir3/s,区内沟谷均属勃牛川流域，均为季节性沟谷，平时无水，暴雨后可形成洪流，由东向西流入暖水川经勃牛川向南方向径流，与乌兰木伦河在陕西省境内相汇成窟野河，最终注入黄河。据原普查报告资料，矿区含水岩组依据地下水赋存条件和水力性质不同，划分为两类：松散岩类孔隙潜水含水岩组和碎屑岩类孔隙、裂隙潜水一承压水含岩组，现分述如下：1、松散岩类孔隙潜水含水岩组该含水岩组可细分为第四系全新统冲积和风积砂含水层。(1)冲洪积含水层主要分布于区内各沟谷、阶地中，岩性以冲洪积砂及各粒组砾石为主,含水层厚度一般0.50-5.75米，据原普查报告民井调查资料，水位埋深040-3.00米,出水量0.0026-7.5L/s,水质类型为HC03-Ca型及S04・HC03-Ca•K+Na,溶解性总固体464-572mg/L,富水性较弱，水位、水量季节性变化较大。

136(2)风积砂含水层该含水层厚度变化较大，分布于位置较高处的风积砂一般具有较强透水性，而不具备贮水条件，位置相对较低处的风积砂，其富水性亦受汇水面积、含水层厚度、下伏基岩地形及形态的影响而差异显著，多在沟谷深切地段以泉的形式出露。据原普查报告资料，单泉涌水量0.054-4.16L/s,水质类型为HC(VCa型，溶解性总固体207-300mg/L,富水性一般较弱，该含水层水位、流量受大气降水影响较大，雨后流量增加，雨后5-10天内流量锐减，在旱季个别泉甚至干涸。第三系上新统(N2)隔水层：岩性为红色砂质泥岩，厚6.41-13.93m,平均10.69m,全区发育，分布连续，隔水性良好。碎屑岩类孔隙、裂隙潜水一承压水含水岩组：矿区地处东胜煤田东南部，延安组上部及安定组、直罗组、志丹群等均被剥蚀。因此矿区内仅存的碎屑岩类含水央组为延安组含水岩组。其岩性组合为灰一深灰砂质泥岩，粉砂岩夹中、细粒砂岩，含6煤组，含水层岩性为中、细粒砂岩，据南邻近的宏景塔详查区水文地质钻孔抽水试验资料：水位埋深67.54-106.19m,水位标高1200.51-1295.39m,单位涌水量g=0.000431-0.00241L/s.m,渗透系数K=0.00541-0.00715m/d,水质类型为HCO3-K+Na.Ca型及HCO3.Cl-K+Na型，溶解性总固体203-666mg/L,该含水岩组含孔隙、裂隙潜水，局部为承压水，富水性弱。火烧岩体的水文地质特征：煤层自燃，顶板岩石受烘烤后冷却坍塌而生成较丰富的空间裂隙，为地下水的贮存及运动提供了良好的场所。岩石经烧变石，原属隔水的泥质岩、泥质粉砂岩等，均可成为含水或透水层。受煤层厚度大小，发育的空间位置、燃烧时内外条件及燃烧的范围大小等诸多因素影响，火烧岩体的水文地质特征存在着较大的差异。当煤层空间位置较高，火烧岩体的烧变

137裂隙不具贮水条件或贮水条件差时，其富水性较弱或只具透水性；但当煤层空间位置较低，所生成的水力联系时，则在一定范围内可形成较强的富水带。无论富水性强弱，火烧岩体均具较好的透水性。矿区内的火烧岩体主要为6-2煤层自燃所致，在区内其它地段亦有4煤组火烧体存在，但分布零星，规模不大。由于其多数发育于沟谷两侧高于沟谷河床面，贮水条件差，因而多为透水不含水层。6-2煤层火烧体主要分布于三界沟和勃牛川交会处。一般泥质岩类、粉砂岩类经火烧后质地变得坚硬，层间裂隙密集发育；而砂岩类则变得易碎，各类岩石经火烧或烘烤后均呈红色一一紫红色。煤层燃烧对顶板的烘烤大于底板。据钻孔资料，底板烘烤深度一般不足1m,而顶板烘烤高度为25.64-27.70mo据磁法勘探资料，区内火烧岩体宽度多在110-440m之间。6-2煤层火烧体的泉一般分布于位置较低且火烧体规模较大的地段。其涌水量0.0185-0.325L/s。水质类型为HC03-Ca、HCO3-Ca.Mg、HC(VCa.Mg.K+Na型,溶解性总固体227-251mg/L,PH=7.7-8.2。含裂隙潜水，富水性弱，对矿山开采不会影响太大。地下水补给、径流及排泄条件：1、第四系潜水第四系孔隙潜水的补给源以大气降水为主，冲洪积潜水亦接受上游侧向径流补给及其它含水层以泉的形式排泄补给；风积沙含水层亦接受沙漠凝结水的补给。第四系潜水径流受沟谷地形控制，向低洼处径流，一般在沟谷深切地段以泉的形式排泄。强烈的蒸发亦为第四系潜水的重要排泄途径之一。2、碎屑岩类孔隙，裂隙潜水一一承压水碎屑岩潜水一一承压水的补给源以大气降水、侧向径流补给为主，其径流受单斜构造控制多沿地层倾向即南西方向径流，真排泄以侧向径流排泄为主，

138局部亦以泉的形式排泄，补给地表水及冲洪积潜水。3、火烧岩体裂隙潜水火烧岩体潜水补给源以大气降水为主，在局部地段亦接受第四系冲洪积潜水的补给，沿地层倾向即南西方向径流，在沟谷深切地段及低洼处以泉的形式排泄。（二）矿井充水因素分析1、大气降水区内年降水量277.7mm-544.4mm,平均401.6mm,且多集中于7〜9月，多以暴雨形式出现。因冲沟发育，降水多以地表迳流形式排泄。只有少部分降水沿导水裂隙带补给含水层，间接向矿井充水。开采6-2煤层时，因冒落带达到地表或基岩以上地段，大气降水便成为矿床充水的主要因素。2、地表水区内无常年流水河流，仅在7〜9月集中降雨可形成间歇性流水河沟,但都是临时性的，时间较短，矿区滞溜地表水体甚少，但地表洪水通过井口附近时，做好井口及其附近人工通道的防洪工作。3、地下水区内6-2煤层顶板以上厚度不等的砂岩层,为煤层的直接充水含水层。据钻孔抽水资料知其富水性较弱。4、小煤窑充水因素

139本矿区附近无生产小窑及老窑。因此，本矿不会因老窑积水和其它生产矿井开采带来的充水隐患。但在未来的开采过程中，应加强对本矿区周边新增矿井的监察工作，防止相邻矿井开采时带来的不良隐患。（三）矿井涌水量预算本矿未进行水文地质勘探，无法采用地下水动力学的“大井法”计算,矿井涌水量根据现矿井开采，测量矿井实际涌水量，正常lOnvVh,最大涌水量15m3/ho（四）水文地质类型矿区内直接充水含水层和间接充水含水层的含水空间以裂隙为主，孔隙次之，属孔隙、裂隙充水矿床。最下一层可采煤层6-2煤层位于本区最低侵蚀基准面以上，直接充水含水层富水性弱（q<0.11/s.m）,其补给源以贫乏的大气降水为主，火烧岩体位于三界沟和勃牛川潜水面以上，贮水条件较差，富水性较弱。据此将矿区水文地质类型划分为第一一二类第一型，即孔隙一裂隙充水矿床，水文地质条件简单。二、水患类型及威胁程度水灾类型主要有三类：一是各井口和工业场地可能受到超过百年洪峰水位的威胁，二是采空区积水对矿井采掘生产有一定威胁，三是在雨季地表水通过采空区塌陷裂隙有漏入井下的可能。三、矿井水文条件评价1、水文地质资料来源于《内蒙古自治区东胜煤田勃牛川普查区新庙三界沟煤矿煤炭资源储量核实报告》，并结合周边煤矿的水文地质资料，资料比较可靠。2、水文地质勘探程度及存在问题本矿未进行专门水文地质勘探，只是利用《内蒙古自治区东胜煤田勃牛川普查区》的水文勘探资料，勘探程度相当详查，希望在今后的开采过

140程中要积累观测资料，必要时做矿井水文地质的补充勘探工作，计算矿井涌水量。第二节矿井防治水措施一、矿井开拓、开采所采取的安全保证措施（-）矿井开拓工程位置及层位选择投产的综采工作面位于6-2煤层中，开拓、准备及回采巷道位于6-2煤层中。（二）采掘工程所采取的防治水措施根据矿井煤层赋存条件和水文地质条件，矿井开拓开采主要采取以下安全保证措施：1、配备足够数量的探放水和注浆堵水设备；2、留设井田边界煤柱和大巷隔离煤柱；3、井下排水系统包括排水泵房、水仓、水沟、排水管路等排水设施,并保证足够的排水能力;4、采掘中可能遇到构造或钻孔时，应提前进行探放水，查明水文地质条件，采取必要的疏放水措施；5、加强井下前兆观察，如有异常，应及时采取有效措施；6、在积水巷道应做好排水工作，保证运输畅通；7、随着矿井开采范围的不断扩大，应考虑老空水对矿井安全的威胁,对采空区应及时填图，及时放出老空区积水，并随时对采空区进行观测，特别是开采靠近6-2煤层火烧区时，必须探明火烧区积水情况，当有积水时必须将积水放出后才能进行6-2煤层的开采。二、防水煤（岩）柱留设

141（-）防水煤（岩）柱的种类本矿的防水煤（岩）柱的种类有：井田边界煤柱、大巷煤柱和煤层露头保护煤柱。（二）防水煤（岩）柱的留设原则根据本矿的实际情况，确定防水煤（岩）柱的留设原则如下：1、防水煤（岩）柱的留设要与本矿的地质构造、水文地质条件、煤层赋存条件、煤层组合结构、围岩物理力学性质等自然因素密切结合，与采煤方法、开采强度、支护形式等人为因素相互适应；2、同一地点有两种或两种以上留设煤（岩）柱条件时，所留设的煤（岩）柱必须满足各个留设煤（岩）柱的条件；3、对防水煤（岩）柱的完整性要求要绝对严格；4、防水岩柱中必须有一定厚度的隔水岩层或裂隙不发育、含水性极弱的岩层;5、防水煤柱的留设，在保证安全可靠的基础上，尽量降低煤柱的宽度和高度，提高资源利用率。（三）防水煤（岩）柱1、井田境界煤柱井田境界煤柱一侧留20m。2、大巷防火煤柱本矿井主要大巷两侧各留30m煤柱。3、露头煤柱露头煤柱按50m宽度留设。

142通过留设上述防水煤柱，可有效防止邻近矿井涌水和地表水对矿井生产的影响。三、井下巷道及工作面排水措施在矿井各低洼处及容易积水的地方，先采取引流的方式，使积水直入有排水设备的主排水系统，如果不能用巷道引流，就在此处设置水窝，利用小型排水设备接力排水至主排水系统，在各采掘工作面都设置有小水泵进行排水。四、井下探放水措施（―）探放水原则采掘生产必须执行“有疑必探，先探后掘”的原则，本矿采掘生产遇到下述情况时必须采取探水措施：1、接近或穿越含水层、断层、含水裂隙时;2、接近封闭不良的钻孔时；3、接近各类防水煤柱或打开隔离煤柱放水时；4、接近水文地质条件复杂地段，采掘工作遇到有突水征兆时；5、采掘地点受顶底板承压含水层威胁，煤（岩）柱厚度小于安全值时。（二）突水前的征兆当井下采掘工作面（巷道）出现下述情况时，有可能造成突水事故，应引起高度重视。1、煤层变潮湿、松软；煤帮出现滴水、淋水现象，且淋水由小变大;有时煤帮出现铁锈色水迹。2、工作面气温降低，或出现雾气及硫化氢气味。3、有时可听到水的“嘶嘶”声。4、矿压增大，发生片帮冒顶及底鼓。

143出现上述现象必须进行探放水。（三）探水前应注意的事项1、检查排水系统，准备好水沟、水仓及排水管路；检查排水泵及电动机，使之正常运转，达到设计的最大排水能力。2、准备好堵水材料。在探水地点应备用一定数量的坑木、麻袋、木塞、木板、黄泥、棉线、锯、斧等，以便出水或来压时及时处理。3、检查瓦斯。瓦斯浓度超过安全规程规定时应停止工作，及时加强通风。4、检查支架情况。有松动或破损的支架要及时修整或更换。帮顶是否背好，都要一一检查。5、检查煤壁。煤壁有松软或膨胀等现象时，要及时处理，闭紧填实,必要时可打上木垛，防止水流冲垮煤壁，造成事故。6、检查水沟。巷道水沟中的浮煤、碎石等杂物，应随时清理干净。若水沟被冒顶或片帮堵塞时，应立即修复。7、检查安全退路。即避灾路线内不许有煤炭、木料、矿车等阻塞，要时刻保证畅通无阻。(四)探放水的安全措施1、探水巷道掘进的安全措施(1)探放水的巷道，中间不得有低洼积水段。(2)探水巷道必须在探水钻孔的有效控制范围内掘进，探水孔的超前距、帮距及孔间距必须符合设计要求。每次探水后、掘进前，应在起点处设置标志，并建立挂牌制度。

144(3)巷道支护必须牢固，使巷道有较强的抗水流冲击能力。(4)按设计钻孔的预计流量修建水沟，并将流水巷道内的沉渣等障碍物清理干净，巷道通风必须良好。(5)巷道与积水区间距小于探水规定的超前距，或有突水征兆时，应将掘进头正前和两帮加固。(6)探水巷道必须加强出水征兆的观察，一旦发现异常应立即停掘处理。情况紧急时必须立即发出警报，撤出受水威胁地点的全部人员。(7)严格执行“三不放(炮”'制度：即掘进工作面或炮眼有突水征兆时；探水孔超前距离不够时；掘进工作面空顶距离超过规定时。(8)掘进班长必须在现场交接班，交接允许掘进剩余长度和巷道中线与允许前进方位关系问题。2、钻探的安全措施(1)检查安钻场地巷道支护和通风情况，安全情况好，方可安装钻机。(2)注意检查观测周围有无出水征兆，如发现安钻地点距积水地点很近、探水不安全时，应在采取加固措施后，另找安全地点探水。(3)钻机安装必须平稳牢固；安好钻机接电时，要严格执行停送电制度，电缆吊挂要整齐。(4)严格按设计标定钻孔方位、倾角，每班开钻前检查立柱、孔口安全装置、周围支护和报警信号，如有问题，先处理后开钻。(5)钻进中发现有害或有毒气体喷出时，应在加强通风的同时，用

145黄泥、木塞(预先备好)封堵孔口。如无法处理，应立即停止工作，切断电源，将人员撤到新鲜风流地点。(6)钻进中发现孔内显著变软或沿钻杆流水，都是钻孔接近或进入积水区的象征，此时应立即停钻检查，如孔内水压很大，应将钻杆固定并记录其深度。在提出钻杆前，必须重新检查和加固有关设备和支护，并打开三通泄水阀，边钻进边推入钻具，使钻头超过原孔深1m以上，先把附近积存的淤泥碎石冲出孔外，而后再提出钻杆，以利安全放水。(7)遇高压水顶钻杆时，用立轴卡瓦和逆止阀交替控制钻杆，使其慢慢地顶出孔口。操作时禁止人员直对钻杆站立。3、放水及放水后掘进的安全措施(1)设堰板，派专人监视放水情况，记录放水量，发现异常及时处理。（2）加强放水地点的通风，增加有害气体的检测次数，或设瓦斯警报器。（3）掘透老空区时，两侧应有掩护孔，并在有风流进出的钻孔钻透老空点标高以上掘进，以防由于淤泥、碎石收缩堵孔，造成积水已被“放净”的假象和防止放水点标高以下残留积水突出的危险。4、其它安全措施（1）预先规定好报警联络信号、涌（充）水时的对策和人员避灾路线等。（2）放水工作应尽量避免在雨季进行。（3）探放水人员必须按照批准的设计施工，末经审批单位允许，不得擅自改变设计。

146（五）探放水设备的选择根据本矿井的具体情况，每个掘进工作面配备1台MYZ150型探水钻,电机功率15kW。五、地表防治水措施（-）地表水防治设计依据1、防洪标准设计频率要求三界沟煤矿属中型矿井，其工业场地防洪系根据《煤炭工业矿井设计规范》10.2.1条“矿井井口不应受洪水的威胁”。井口的防洪设计标准应按：井口防洪设计标准为1/100（重现期），校核频率应按1/300（重现期）。工业场地防洪设计频率按1/100（重现期）。场外截水沟的设计标准，根据矿井汇水面积大小等因素综合确定为10-20年一遇。2、地形、水系1）地形、地貌矿区地形总体为东北高西南低，最高点位于矿区东北部，海拔标高约1288.0m,最低点位于矿区南部勃牛川与三界沟交汇处，海拔标高约1090m,区内地形切割强烈，沟谷纵横，形成山郎沟谷。2）水系矿区属区域性地表分水岭“东胜梁”南侧勃牛川流域，次一级沟谷三界沟为矿区东南界。勃牛川及三界沟均为季节性地表径流，冬春有小流量流水，雨季在暴雨过后可形成短暂的洪流。流水向南汇入陕西省境内的窟野河，最终注入黄河。（二）地表水防治工程

147根据矿方提供的矿区地形图，主斜井与回风斜井位置处于井田西北矿界附近的沟谷北坡处。主斜井井口标高+1116.76m,副平碉位置在井田西部矿界处，井口标高+1092.56m。地表水防治工程主要是工业场地山坡的雨水拦截和疏导，为确保井口和工业场地不受洪水威胁，在工业场地边坡修筑排洪沟，工业场地上方设截水沟，截水沟的高为0.3m,截水沟至场地挖方边坡坡顶的距离在5.0m以上，在主井、工业场地将沟谷雨水拦截后疏导到工业场地外边，汇入三界沟中。副平碉工业场地，地面较平坦。场内排水系统采用漫流和排水明沟（局部地段加盖板）相结合。沿场地边坡道路设排水沟，场内雨水汇入排水沟后，流入三界沟。排水沟断面采用矩形，断面为0.4m（深）X0.4m（宽），采用M7.5水泥砂浆和MU20片石砌筑。（三）地面变形的防治水措施根据地质资料，6-2煤层埋藏深度距地表深度为0-149.93m,煤层顶板岩性以泥岩、砂质泥岩为主，其次为粉砂岩和细砂岩类。属软弱一一半坚硬岩层。根据以上所述，6-2煤层在本井田范围内开采后，导水裂隙带高度必须小于煤层埋藏深度壁式采煤才安全可行。导水裂隙带高度根据公式计算:+4.0=24.59w二±40100xZ2.85-3.2知+5.()-'-3.1x22.85+5.0式中：Hm导水裂隙带高度m；EM——累计采厚m,取6-2煤平均厚度2.85m；通过以上计算可知，6-2煤层导水裂隙带高度约为25m,所以，根据

148煤层底板标高、煤层厚度以及导水裂隙带高度，矿井开采留设50.0m煤层露头防水煤柱后，井田6-2煤层开采范围在地表标高高于+1123m的区域范围内开采，因此开采裂隙一般不会波及到地面，对地表水系和降雨渗漏影响很小。第三节井下防治水安全设施一、排水设施1、排水设施设计依据(1)矿井正常涌水量:10m7h(2)矿井最大涌水量：15m3/h(3)井筒垂深：33m,斜长200m。2、排水系统方案选择结果论述本设计确定排水管路为两趟，沿主井井筒一侧敷设两趟排水管路,将水排至地面沉淀池接地面排水管网。见图6-3-1。3、排水设施选型计算排水设备必须的排水量及扬程。QB=L2Q=12n?/hHB=K(H+5.0)=50.54m根据排水设备必须的排水量及扬程选用D12-25X3型离心式水泵3台，一■台工作，一■台备用，一■台检修。排水管路选用689X4.5无缝钢管两趟，吸水管选用@89X4.5无缝钢管。根据管网特性及水泵性能曲线确定的工况点参数：初期：Qml=15.5m7h,Hml=66.5m,nm=52%,水泵驱动电机计算功率Nml=5.62kwo

149后期：(管路淤积后):Qm2=14m3/h,Hm2=70.81m,nm2=53.5%,水泵驱动电机计算功率Nm"-5.25kw0选用YB型，2极，660V,7.5kw电动机。矿井正常涌水及最大涌水时均采用“一泵一管”工作方式，矿井正常涌水时，一台水泵工作，一台备用，一台检修。日排水时间：初期15.49h,后期17.14h。两趟排水管路，一趟工作，一趟备用。矿井最大涌水时，两台水泵工作，一台备用，日排水时间：初期11.62h,后期：12.86h,两趟排水管路同时工作。水泵驱动电机660V供电，同毗邻的井下变电所直配，配电控制设备设于变电所内，水泵房与变电所间设联系信号。1——水泵及电机2——闸阀3一逆止阀4弯头5-三通6排水管7一吸水管图6-3-1排水系统示意图4、井底水仓的主、副水仓布置及容量井底水仓由主、副两仓组成，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。水仓总长度29m,净断面4.16m：有效容量120m:能容纳矿井8h的正常涌水量。

150第七章井下其它灾害防治第一节顶板灾害防治及装备一、影响矿山压力显现基本因素分析1、可采煤层顶板岩性及物理力学性质矿区主要可采煤层6-2煤层，顶板岩性以泥岩类为主，其次为粉砂岩和砂岩类，底板岩性以泥质岩类、粉砂岩类为主，岩石的RQD值多在60%左右，岩石质量等级为中等，岩体中等完整。据原报告岩石物理力学性质试验结果，岩石自然状态单轴极限抗压强度为20-40Mpa,属软弱一一半坚硬岩石，岩层抗压强度较低。综上所述：煤层顶板岩石力学强度较低，稳固性差，未来煤矿开采形成采空区后，易发生顶板冒落和局部地面塌陷。2、地质构造对矿山压力显现的影响井田内无大的地质构造，对矿山压力影响不大，生产时需加强观察。3、煤层赋存的影响煤层呈近水平赋存，故矿山压力变化不会很大。4、断层、冲刷带及岩浆岩区内无断层、无冲刷带、无岩浆岩侵入体。5、煤层采高的影响在一定地质条件下，采高是影响上覆岩层破坏状况的重要因素之一。

151采高越大，采出的空间越大，必然导致采场上覆岩层破坏越严重。根据计算，在单一煤层或厚煤层第一分层开采时，冒落带与裂隙带的总厚度与采高基本上成正比关系。显然，采高越高，在同样位置的老顶可能取得平衡的机率越小。而且,在支撑压力的作用下，工作面煤壁也越不稳定，易于片帮。因此，采高大的工作面中矿压显现也越严重。综上，依据本矿煤层顶板岩性、物理力学性质、煤层厚度、煤层结构的情况，6-2煤层综采工作面平均采高确定为2.85m。6、工作面推进速度的影响工作面推进速度对顶板下沉量的影响，可用顶板下沉量S与时间t的坐标关系表示。显然，在一定的条件下，时间t本身包含有工作面推进速度的因素。事实证明，随着回采工作面推进速度加快，顶板下沉速度却也明显地加快。液压支架移架是综采工作面主要生产过程。从表面上看，可以认为是生产工序影响，其实并非是其本质。影响的本质原因是，由于割煤后增大了回采工作面的控顶距，因而破坏了煤壁前方的应力平衡，使支撑压力产生一个向煤壁深处移动的过程。移架对工作面顶板下沉速度的影响，其特征与落煤时影响相仿。由于工作面裂隙带的下位岩层形成的“结构”是由“煤壁一工作面支架一采空区已冒落的肝石”支撑体系所支撑。移架过程就是撤离了靠采空区一侧的支架支撑力，即撤除了对裂隙带下位岩层的部分支撑力。这样必然使“支架一围岩”的力学系统发生变化，形成新的平衡，直到新的平衡开始形成时，顶板下沉速度才能重新趋向于缓和。

152由以上分析可知，所谓工序对顶板下沉的影响实质上就是开采后上覆岩层形成的“结构”，在其前后支撑力不断推进过程中，对工作面顶板所带来的影响。加快工作面的推进速度从道理上说，其结果肯定能减少顶板下沉量。但同时必然使顶板下沉速度加剧。因此，加快推进速度只能消除一部分平时的下沉量。而绝不能消除此工序的剧烈影响所造成的下沉量。所以，只有在原先的工作面推进速度比较缓慢的条件下，加快工作面推进速度，才会对工作面顶板状态有所改善。当工作面推进速度提高到一定程度后，顶板下沉量的变化将逐步减小。设计中根据煤层顶板岩性、工作面长度、采煤机性能，确定工作面年推进度为1296m。7、开采深度的影响开采深度直接影响着原岩应力大小，同时也影响着开采后巷道或工作面周围岩层内支承压力值。从这个意义上讲，开采深度对矿山压力具有绝对的影响。而对矿山压力显现的影响则不尽相同。但随着深度增加，巷道围岩的变形与支架上承受的压力都将增加。8、煤层倾角的影响实际观测证明，煤层倾角对回采工作面矿山压力显现的影响也是很大的。例如，随着煤层倾角增加，顶板下沉量将逐渐变小。上覆岩层的重量，由于倾角增大，必然使沿层面的切向滑移力增大，而使作用于层面的垂直压力减小。另外，由于倾角增加，采空区顶板冒落的肝石不一定能在原地留住，很可能沿着底板滑移，从而改变了上覆岩层的运动规律。

153本井田煤层倾角较小，近似为水平煤层，顶板下沉量相对较大，上覆岩层作用于支架的垂直压力较大。二、一般顶板冒落灾害的防治措施及装备(一)采煤工作面顶板管理及支架选择本矿为改扩建矿井，回采面顶板压力尚无实测数据。根据6-2煤层的开采条件，并结合煤层底板岩性和工作面机采高度，综采工作面液压支架初选ZY6400/17/35掩护式液压支架，工作阻力6400kN,过渡支架与支撑掩护式液压支架配套。设计暂以此为依据，支撑高度L5〜3.5m,支架重量17.5t。1、采煤工作面顶板管理6-2煤工作面采用长壁综采，工作面支护为综采液压支架，生产中不得使用不同类型性能的支柱或支架。顶板管理方式为全部垮落法。2、液压支架选择(1)支架支护强度计算P=(6〜8)X9.8XMXyXCOSaX10-3式中：M采高，取2.85m；Y顶板岩石容重，一般y=2.5t/n?；a煤层倾角。amin=l°；P=(6〜8)X9.8X2.85X2.5X0.99X10-3=0.414-0.553MPa

154(2)支架初撑力按工作阻力的60%〜70%选取。(3)支架高度选择

155Hmax=Mmax-S1Hmin=Hmin-S2-a根据经验，通常所选用的支架最大结构高度比最大采高大200mm,因此最大结构高度为3.5m,最小结构高度比最小采高小250〜350mm,因此最小结构高度为1.7m。根据以上分析计算，选用ZY6400/17/35型掩护式液压支架，其技术参数见表7-l-3o表4-1-2ZY6400/17/35型掩护液压支护技术特征表项目参数单位附注支架型式两柱掩护式高度1700-3500mm中心距1500mm宽度1430-1600mm初撑力4555-5013KNp=31.5Mpa工作阻力6400KNp=39.8Mpa支护强度0.92-1.06Mpa底板前端比压（f=0.2,平衡千斤顶受拉）2.66-4.82Mpa外形尺寸（长X宽X高）5790X1430X1700mm泵站压力31.5Mpa操纵方式本架质量约17500kg（4）支架支护强度的校核由于6-2煤层部分地段埋藏较浅，按浅层地压对支护支护强度进行校核。q二KdXq冒式中:q一一支架支护强度，MPa；Kd基本顶失稳时的动载系数，取1.2；

156qn——冒落带岩层自重应力，口冒=丫顶Xh,丫顶顶板岩层和黄土层容重，一般取22kN/m',h——冒落带高度，本矿井表土层较薄，根据钻孔资料，一般在6m以内，第四系表土层下一般为砂砾岩、细砂岩和粉砂岩，因此冒落带高度取30m；因此，q=l.2X22X30=0.792MPa<0.92MPaP=q(LK+LD)B式中：P一—支架工作阻力，kN；q同上；Lk——空顶距(支架距煤帮距离)，m；LD顶梁长度，m；B一一支架宽度，moP=0.792X(0.2+4.5)X1.5=5584kN<6400kN因此，支架选型合适。3、工作面端头支护在6-2煤工作面上、下两端的机头、机尾处分别布置1组端头液压支架，端头液压支架支护强度与工作面中部支架基本相同，考虑到工作面顺槽高度为3.2m,端头液压支架设计高度为3.2mo端头液压支架选用ZTZ660/18/32o

1574、工作面顺槽超前支护6-2煤回采工作面顺槽超前支护选用DZ32型液压单体支柱配合“n”型金属顶梁超前支护。矿井在生产中应严格执行敲帮问顶的制度，严禁空顶作业，遇破碎地段应加强支护，液压支架、单体液压支柱的初撑力必须达到《煤矿安全规程》的要求，支柱钻底时，必须穿铁鞋，钻底量小于100mm,同时支柱高度要与采高相符，不得超高使用。5、为加强对综采工作面顶板管理的综合治理，生产中还应做好下述工作：（1）必须根据矿井各生产环节，煤层地质条件，以及矿山压力等因素，编制好采区设计和工作面设计。（2）运送、安装和拆除支架时，必须制定安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和控制顶板的措施。（3）工作面煤壁、刮板输送机和液压支架都必须保持直线，支架间的煤砰必须清理干净，保持支架良好的支护状态。（4）定期对工作面的顶板动态、支护质量和支护效果进行监测，其监测的内容应包括支架阻力和初撑力、支架工作状态、顶板维护情况、工作面伪斜情况、顶板岩性变化情况、工作面端头支护及上下顺槽超前加强支护的情况等。（二）掘进工作面顶板支护和灾害防治掘进工作面采用矿用工字钢和支架顶梁进行前探支护。1、掘进工作面施工必须严格按作业规程的规定作业;2、严禁空顶作业，靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须加固;

1583、支架要支设牢固，支架与顶帮之间的空隙必须塞紧、背实。（三）巷道及胴室支护1、主要巷道矿井井底车场、大巷及采区各主要巷道断面设计满足运输设备、通风、行人、管线布置等的要求。根据本井田围岩特性，维护时间以及本地区多年来对巷道支护所取得的经验，井下开拓巷道一般采用锚喷支护，局部破碎地段或断面较大的交岔点视围岩条件可采用锚、网、索联合支护；根据本矿井煤层顶底板岩性条件，6-2煤开拓巷道采用矩形断面。2、工作面顺槽支护回采工作面运输顺槽、回风顺槽及切眼采用锚杆支护，设计采用矩形断面，切眼宽度较大时，为保证安全，可增加工字钢梁和木支柱。3、大胴室的支护形式选择本矿的大断面碉室一般设计在支护条件和受力状况较好的煤层中。对较大的碉室，如井下中央变电所、中央水泵房、消防材料库、带式输送机机头碉室等采用混凝土砌他支护；对特殊碉室，如主井装载碉室等采取矿用钢筋混凝土支护。（四）矿山压力观测设备为进一步观测矿山压力的显现规律，配备如下设备：液压支架压力自记仪、顶板动态仪、测枪、液压计、钻孔油枕应力计、超声波围岩裂隙探测仪等。

159第二节开采冲击地压煤层的措施根据地质报告及邻近矿井所掌握的资料，本矿井煤层不属于冲击地压煤层。但当回收井筒及巷道煤柱时，必须制定防治冲击地压的安全措施。第三节爆炸材料库本矿井地面设爆炸材料库，位于工业场地的东南侧，距离约800m的山沟内。井下由于爆炸材料消耗量较小，井下不设爆炸材料库或爆炸材料发放胴室。所有爆炸材料的运输，除必须遵守民用爆炸物品管理条例外，还必须遵守《煤矿安全规程》第310条，第311条等有关规定。一、地面爆炸材料库的服务范围本矿井爆炸材料库只服务本矿井，不得转借其它矿井。爆炸材料的存贮量不得超过矿井2个月的计划用量，雷管的总容量不得超过6个月的计划需要量。二、爆炸材料库采取的安全防范措施1、材料库必须是钢筋混凝土结构；2、爆炸材料库必须双层门，外边一层是防盗门；3、雷管必须放在库内的保险柜里；4、爆炸材料库必须配备齐全消防器材；5、爆炸材料库周围要砌筑围墙；6、爆炸材料库昼夜必须有值班看管人员，并有严格的管理制度;7、爆炸材料库必须有严格的领退制度，严禁外留或丢失；8、必须在爆炸材料库安设警报监控装置。

160三、爆炸器材入井、运送安全措施1、从地面取来的爆炸材料在井筒内运送时，应遵守下列规定：1）电雷管和炸药必须分开运送。2）交接班、人员上下井时间内，严禁运送爆炸材料。其它均须严格按照《煤矿安全规程》执行。2、井下运送爆炸材料时，应遵守下列规定：1）电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。2）爆炸材料必须装在耐压和抗冲撞、防震、防静电的非金属容器内。电雷管和炸药严禁装在同一容器内。严禁将爆炸材料装在衣袋内。领到爆炸材料后，应直接送到工作地点，严禁中间逗留。其它须严格按照《煤矿安全规程》执行。第四节提升运输事故防治措施及装备一、提升运输事故的防治措施及装备（一）本矿选用的主要提升设备1、主提升设备矿井主斜井采用带式输送机提升，承担全矿煤炭主提升任务。装备B=800mm的带式输送机。2、辅助提升设备辅助提升设备为防爆无轨胶轮车。

161（二）矿井可能产生的提升事故1、主斜井带式输送机提升可能产生的提升事故有：带式输送机逆转、跑偏、输送带撕裂、打滑、事故起火等。这些事故都可造成矿井停产的严重后果。2、副斜井无轨胶轮车辆在转弯、岔道、错车时容易发生碰撞，在有人员工作的巷道中行驶时，有可能伤人，当车辆进入瓦斯涌出地段时，有漏明火引燃瓦斯的可能性。（三）防治提升事故的主要措施1、胶带运输机事故防治措施及设备其事故主要有胶带着火、打滑、连接胶带伤人、跑偏、断带、撕裂胶带等，防治措施如下：（1）防滑保护：胶带机正常停车，并报警，显示胶带机速度；（2）烟雾保护：胶带机正常停车，并报警，与自动喷水装置联动；（3）温度保护：报警，与自动喷水装置联动；（4）堆煤保护：胶带机正常停车，并报警；（5）洒水保护：胶带机正常停车，并报警；（6）跑偏保护：报警，并显示跑偏开关动作地点；（7）断带捕捉装置：当发生断带时，可在胶带下滑1m范围内及时捕捉住胶带，并报警；（8）纵撕保护：胶带机急停，并报警；

162（9）闭锁开关动作：胶带机急停，报警并显示闭锁开关动作地点;(10)张紧力下降保护：报警。(11)自动喷水装置；与烟雾保护和温度保护联动，当有烟雾产生或温度高于设定值时，能自动喷水。(12)胶带机巷内均有照明设施。(13)胶带运输机安装有防止滚筒与人员相接触的防护栏。(14)主斜井胶带运输机有防逆转和制动装置；(15)行人跨越胶带运输机处设有过桥，且有照明装置。(16)胶带、托辑的非金属材料零部件和包胶滚筒的胶料选择符合MT668-1997标准要求，且抗静电、阻燃。(17)驱动装置的电动机、制动器选择防爆型，电动机防护等级为IP54；(18)保护巷道内完好的顶、帮支护，并保持运行巷道无杂物；(19)操作人员严格执行操作规程，开机前必须认真检查各防护装置的安全功能，如不符合要求不准发出开机信号。2、防治防爆无轨胶轮车事故的主要措施(1)无轨胶轮车司机必须按信号指令行车，在开车前必须发出开车信号。机车运行中，严禁将头或身体探出车外。司机离开座位时，必须切断发动机电源，扳紧车闸，但不得关闭车灯。(2)遇岔道、转弯、错车时，要鸣号并合理避让，进入有人员工作的巷道时，要减速慢行，注意行人。

163(3)必须定期检修车辆，并经常检查，发现隐患，及时处理，任何一项不正常或防爆部分失去防爆性能时，都不得使用该胶轮车。(4)经常检测排气口温度，当排气温度超过70℃,排气筒表面温度超过150c时，应停车降温。(5)每辆车上必须配置适当的灭火器。(6)每辆车上必须配备便携式甲烷检测报警仪。(7)每辆车必须前有照明，后有红灯，且齐全明亮。(8)车辆油箱的最大容量不得超过8小时的用油量。(9)巷道内装设有可反光的路标和警标。二、运输事故的防治措施及装备(一)本矿选用的主要运输设备井下主运输系统选用带式输送机运输。主要由主斜井提升带式输送机、大巷带式输送机组成。本矿井辅助运输采用防爆无轨胶轮车，从地面、副斜井、辅运大巷至井下工作面连续运输。(二)矿井运输中可能发生的事故分析带式输送机运输中可能发生的事故主要有：输送带打滑、停车时输送带下滑、输送带撕裂易造成输送物料抛落伤人，同时易引起火灾；传动滚筒、改向滚筒、联轴器易使人员卷入造成伤害，违章乘坐带式输送机等。防爆无轨胶轮车运输可能发生的事故主要是无轨胶轮车运行中出现故障、翻车、碰撞、伤人等。(三)防治运输事故的主要措施

1641、带式输送机防治运输事故的主要措施带式输送机设逆止器防止倒车，采用钢丝绳芯阻燃输送带防止输送带起火。在输送机头部传动滚筒处设有打滑检测器，在输送带两侧设有跑偏检测器，可检测到打滑、跑偏，设联轴器护罩，驱动滚筒、改向滚筒设溜槽及防护设施。带式输送机严禁乘坐人员和运输其它物品及工具等。带式输送机安全技术措施有：(1)带式输送机头部传动滚筒处设有打滑检测器，在输送带两侧设有跑偏检测器，可检测到打滑、跑偏，使输送机在安全、稳定的状态下运行。(2)张紧采用自动拉紧装置，可避免打滑，头部传动滚筒处设有逆止器，可避免逆转。(3)受料处设有纵向撕裂检测器，能有效防止胶带的撕裂。(4)带式输送机的保护装置均采用矿用防爆型，在输送机两侧留有足够的空间，确保运输行人和设备检修的安全。(5)必须使用阻燃和抗静电输送带，托辐的非金属材料和包胶滚筒的胶料其阻燃和抗静电性能必须符合有关规定。(6)装设温度、烟雾保护和自动洒水装置；液力偶合器严禁使用非难燃性传动介质。(7)非运人带式输送机严禁乘人。行人跨越胶带处设有人行过桥。(8)在机头和机尾装设防护栏，检修时要有防止人或物卷入滚筒的安全措施。切断电源时要悬挂“有人工作、禁止送电”的警示牌，信号装置必须清晰可靠。2、防爆无轨胶轮车防治运输事故的主要措施(1)选择的引进和国产无轨胶轮车必须符合我国煤炭行业相关规定，

165设备性能可靠、功能齐全，要求发动机空气系统和发动机油压保护联合动作，防止发动机损坏，保证发动机只有在安全条件满足时才能启动。(2)对无轨胶轮车要保持经常维护和检修，发现故障及时处理。(3)制定无轨胶轮车运行规章制度，限速运行，最大速度不能超过30km/h,严禁超速行使。重型无轨胶轮车在井筒、大巷及顺槽运行方式为空车让重车，当空、重车会车时，空车提前进入联络巷避让，待重车过后,空车方可运行；小型车辆在井筒会车时同样采用空车进入会让站避让，重车先行的方式；小型车辆在大巷及顺槽会车时，空车靠近巷道壁或进入联络巷停车避让，待重车过后，空车方可运行；井筒和巷道内行车时，人员必须避让。(4)在巷道设置信号和照明，在墙角和边墙中部设置反光标志。(5)防爆无轨胶轮车使用和维修规定①井下使用的防爆无轨胶轮车，必须符合煤炭工业部颁发的《煤矿用防爆柴油机技术检验规范(试行)》的规定，并附有合格证书；②井下使用的无轨胶轮车，每月至少一次在排气口检验未经稀释的废气。如果无轨胶轮车出现排放黑烟等不正常现象，应立即进行检修和废气检验。当发现无轨胶轮车的防爆部件失去防爆性能或排气口的排气温度或有害气体浓度超过规定时，都必须停止运行；③井下运行的防爆无轨胶轮车，必须避免不必要的停车空转；④防爆无轨胶轮车必须有专用的车库和修理车间，井下车库内贮存的燃油不得超过3桶或3天的用量；⑤司机必须经过培训后考试合格，并持有无轨胶轮车司机证方可开车;

166⑥在防爆无轨胶轮车运行的巷道及与运行巷道相邻近的巷道中，必须定期检查空气中有害气体的浓度。3、爆破材料运输安全措施(1)运输爆炸材料的车辆，出车前必须经过检查。车厢不得用栏杆加高，并必须插有标有“危险”字样的黄旗。夜间运输时，车辆前后应有标志危险的信号灯；长途运输爆炸材料时，必须用封闭式后开门专用棚车。(2)爆炸材料应用帆布覆盖、捆紧，装有爆炸材料的车辆，严禁在车库内逗留。(3)严禁用煤气车、拖拉机、自翻车、三轮车、自行车、摩托车、拖车运输爆炸材料。(4)用车辆运输雷管、硝化甘油类炸药时，装车高度必须低于车厢上缘100mm。用车辆运输雷管时，雷管箱不得侧放或立放，层间必须垫软垫。运输硝酸镀类炸药、含水炸药、导火索、导爆索时，装车高度不得超过车厢上缘。(5)电雷管和炸药必须分开运送；但在开凿或延深井筒时，要符合安全规程第三百四十五条的规定。(6)在装有爆炸材料的罐笼或吊桶内，除爆破工或护送人员外，不得有其他人员。(7)交接班、人员上下井的时间内，严禁运送爆炸材料。(8)禁止将爆炸材料存放在井口房、井底车场或其他巷道内。(9)炸药和电雷管不得在同一胶轮车内运输。如用同一胶轮车运输，装有炸药与装有电雷管的车辆之间，以及装有炸药或电雷管的车辆与其它车之间的距离不得小于3m。

167(10)硝化甘油类炸药和电雷管必须装在专用的、带盖的有木质隔板的车厢内，车厢内部应铺有胶皮或麻袋等软质垫层，并只准放1层爆炸材料箱。其他类炸药箱可以装在矿车内，但堆放高度不得超过胶轮车上缘。(11)爆炸材料必须由井下爆炸材料库负责人或经过专门训练的专人护送，严禁其他人员乘车。(12)胶轮车的行驶速度不得超过2m/so(13)装有爆炸材料的胶轮车不得同时运送其他物品或工具。(14)严禁用刮板输送机、带式输送机等运输爆炸材料。(15)电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。(16)在交接班、人员上下井的时间内严禁携带爆炸材料人员沿井筒上下。三、其他事故防治措施及装备(-)井筒防冻为了保证井筒运输安全及避免人身伤亡事故，根据《煤炭工业矿井设计规范》的要求，工业场地各进风井均应设置井筒防冻装置，对入井空气进行加热。矿井工业场地建有主斜井、副斜井，主斜井进风15m7s,副斜井进风25m3/so主、副斜井采用井筒混合加热方式。由主斜井和副斜井空气加热室供热。空气加热室热媒为0.3MPa的饱和蒸汽，由锅炉房供给。(三)在辅运巷道和车场设有信号标志及躲避胴。(四)爆破材料使用安全措施(1)井下爆破工作必须由专职爆破工担任。爆破作业必须执行“一炮三检制”。(2)不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须

168交回爆炸材料库。(3)爆炸材料新产品，经国家授权的检验机构检验合格，并取得煤矿矿用产品安全标志后，方可在井下试用。必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药。严禁使用黑火药和冻结或半冻结的硝化甘油类炸药。同一工作面不得使用2种不同品种的炸药。在采掘工作面，必须使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管。(4)爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备的地点。爆破时必须把爆炸材料放到警戒线以外的安全地点。(5)从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。(6)装配起爆药卷时，必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中央部或捆在药卷±o电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。(7)装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。

169有水的炮眼，应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。(8)炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。(9)炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m,但必须封满炮泥。(10)装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：①采掘工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支架有损坏，或者伞檐超过规定。爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%o②在爆破地点20m以内，未清除的煤、肝或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。③炮眼内发现异状、温度骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况。④采掘工作面风量不足。(11)本矿井煤尘爆炸危险性，掘进工作面爆破前后，附近20m的巷道内，必须洒水降尘。(12)爆破前，必须加强对机器、液压支架和电缆等的保护或将其移出工作面。班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通

170路上担任警戒工作。警戒人员必须有安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。(13)井下爆破必须使用发爆器。开凿或延深通达地面的井筒时，无瓦斯的井底工作面中可使用其他电源起爆，但电压不得超过380V,并必须有电力起爆接线盒。发爆器或电力起爆接线盒必须采用矿用防爆型(矿用增安型除外)。(14)每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。(15)爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离必须有作业规程中具体规定。(16)发爆器的把手、钥匙或电力起爆接线盒的钥匙，必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器或电力起爆接线盒内。爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结在短路。(17)爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s,方可起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。(18)通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定时间(使用瞬发电雷管时，至少等5min；使用延期电雷管时，至少等15min),才可沿线路检查，找出拒爆的原因。(19)处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理

171完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定：①由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。②在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。③严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。④处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、研，收集未爆的电雷管。⑤在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。(20)爆炸材料发放胴室附近30m范围内，严禁爆破。第五节电气事故防治措施及装备一、井下电气设备选择在主井井底附近建一座井下主变电所，所内10kV、660V均为单母线分段接线方式。设计选用10台KY-HRGC-Z矿用一般型高压真空开关柜和6台KY-HRDZ-1矿用一般型低压真空开关柜；另外在井下主变电所内还设有两台KBSG—T200/10,容量200kVA,电压10/0.69kV的矿用隔爆型干式变压器。井下电压等级为10kV,660V,电钻及照明用电为127V。回采工作面及其顺槽的设备分别通过KBSGZY-200/10/0.69kV、KBSGZY-800/10/1.2kV及KBSGZY-800/10/3.3kV移动变电站供电。这样大大地提高了供电质量。另外，在顺槽掘进工作面设一台KBSGZY-200/10移动变电站向掘进面

172各设备提供660V电源。二、供电线路事故及防治措施输电线路常见事故有倒杆、断线、接地、短路等。针对以上常见事故，在线路设计时；充分考虑了线路的安全运行，本设计双回电源以不同母线段两回10kV架空线路引自神东35kV变电站和新庙11OKV变电站。该地区地形较平坦，路径上没有大的跨跃和起伏，故倒杆的可能性不大。线路设计时采用典型VD类气象区，导线安全系数取3.0,避雷线安全系数根据大气过电压条件下导线与避雷线间距大于0.012L+1的条件经计算确定，以保证导线和避雷线有充分的强度保证。同时本矿井设两回电源线路，即使一回电源停止运行时，另一回仍能保证矿井的全部负荷。在上级站35kV出线间隔装设距离保护和接地保护，在故障时，可迅速切断故障点，高压走廊留有足够的安全距离，防止接地故障发生，在线路终端装设避雷器，防止雷电侵入。三、地面变电所事故及防治措施1、针对雷电过电压及操作过电压，在10kV不同母线段，分别装设避雷器，同时在10kV出线柜装操作过电压保护装置，在变电站内设避雷针，变电站内高、低压开关柜、变压器外壳及构架均可靠接地，接地电阻应小于4C。2、在进线柜内装设电流速断保护，出线柜内设电流速断和过电流及零序保护，保证在出现短路或过电流时断路器可靠动作，切断故障点。3、变压器与10kV及380/220V配电室分别设置，室外10kV集中电容偿装置与变压器留有足够的安全距离，以满足防火要求。4、变压器室通风窗采用百页窗，内设网孔不大于10X10(mm)的铁

173丝网，防止小动物进入。5、变电所的窗户设可开启的纱窗，变电所进、出户电缆沟均应封堵,防止小动物进入。四、防止电气设备引起的瓦斯、煤尘爆炸和触电等事故的措施1、10kV变电所电气设备接地电阻不大于4Q,避雷针接地电阻不大于10Qo2、厂区内各车间、厂房的电气及用电设备通过电缆接地芯线及局部接地极与主接地网连接，接地电阻应满足规范要求。3、井下高低压各馈出回路均设漏电保护装置，防止人身触电及电弧引起瓦斯爆炸等危陷。在主、副水仓中设接地极，井下各电气及用电设备采用电缆接地芯线与接地网连接。4、主井提升系统、通风系统、消防泵及井下排水均采用双回路供电,当一回电源故障时，另一回电源能迅速切换，保证矿井一、二级负荷用电。5、电火花事故的措施井下所有电缆的铠装、接地芯线以及电缆接线盒两头的铠装等均与井下接地网连成一体。矿灯应完好，如果有电池漏液、亮度不够、电线破损、灯头密封不严、灯头圈松动、玻璃破裂等情况，严禁发放；矿井中的电气信号，除信号集中闭塞外，能同时发声和发光，凡井下防爆型的通信、信号和控制等装置,优先采用本质安全型。井下固定照明灯具选用隔爆型荧光灯，机械化采掘工作面使用与主机配套的灯具，照明线网采用三相三线制，照明负荷均衡的分配在三相上。井下36V以上的和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备金属外

174壳构架等均有保护接地；所有防爆电气设备，不得带电检修、搬迁，检修或搬迁前，必须切断电源，所有开关把手，在切断电源时都应闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”牌，只有执行这项工作的人员，才有权取下此牌并送电。6、防止井下电气着火事故为了防止井下电气着火事故，下井电缆采用MYJVTOkV钢丝铠装交联聚乙烯绝缘电缆，中央变电所至采煤工作面，掘进工作面各移动变电站间电缆采用MYPTJ矿用电缆，照明电缆采用UZ矿用阻燃型，电缆同电气设备的连接。井下主变电所内的变压器选用KBSG干式变压器，以防止着火事故的发生。井下配电线路(变压器、馈出线、电动机)均装设过流、速断、漏电保护装置，并用最大三相短路电流校验开关设备的分段能力和动、热稳定性以及电缆的热稳定性。用最小两相短路电流校验保护装置的可靠动作系数。7、防止触电事故在主副水仓内设主接地极，在采区变电所、低压配电点、运输顺槽、回风顺槽，胶带机巷等处均设局部接地极，所有电气设备的保护接地装置均与井下接地网联成一体，井下每回低压馈出线上装有捡漏保护装置，以防止触电事故的发生。五、地面建筑物防雷分类及防雷措施根据《建筑物防雷设计规范》(GB50057-94),本矿地面爆破材料库为第二类防雷建筑物，其他为第三类防雷建筑物。第二类防雷建筑物防直击雷的措施，采用装设在建筑物上的避雷网（带）避雷网（带）按《建筑物防雷设计规范》（GB50057-94）的规定沿屋角、屋脊、屋檐和檐角等易受雷击的部位敷设，并在整个屋面组成不大于10m义10m或12mx8m的网格。第三类防雷建筑物防直击雷的措施，采用装设

175在建筑物上的避雷网（带）或避雷针。避雷网（带）应按《建筑物防雷设计规范》（GB50057-94）的规定沿屋角、屋背、屋檐和檐角等易受雷击的部位敷设。并应在整个屋面组成不大于20mx20m或24mxi6m的网格。平屋面的建筑物，当其宽度不大于20m时，可仅沿网边敷设一圈避雷带。

176第八章矿井安全监测监控第一节概述一、安全监测监控系统设置要求1、设置安全监测系统的重要性目前火灾、瓦斯、粉尘爆炸、水灾等矿井灾害对矿井安全产生了非常严重的威胁，给安全生产及人民的生命财产带来巨大的损失。随着科学技术的发展和生产的实际需求，矿井生产对安全提出了更新更高的要求。对煤矿这样的生产型企业，既要解决煤矿生产过程中的安全问题，全面掌握井下各种安全参数，杜绝各种危害事故的发生，又要掌握矿井生产状况，依靠科学信息指挥生产，决策管理，实现安全生产管理科学化。为保障煤矿安全生产和职工人身安全，防止煤矿事故，装备矿井安全监测系统，对矿井的采、掘工作面的瓦斯，掘进工作面的局扇开停、主要进、回风巷的瓦斯、风速、主扇负压等参数，主要风门的开关状态进行实时连续的监控，并对采掘工作面实施瓦斯超限断电及掘进工作面的风电瓦斯闭锁，大大的提高了矿井生产的安全系数。当前煤矿面临着严重的挑战，必须走高产高效的道路来提高煤矿的综合实力。实现矿井高产高效的一个重要手段就是建立一个使矿井管理人员能够及时、准确、全面地掌握和了解安全、生产的综合系统，做到对灾情的早期预报、自动处理，避免事故发生，保证人身安全及矿井安全生产。为此必须建立一套安全可靠的矿井安全监测监控系统。

1772、安全监测系统设置的条件和要求矿井装备安全监测系统应具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁的全部功能，监控分站尽可能设置在监测点附近。矿井安全生产监测系统设置依据为现行《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》、《矿井防灭火规范》及《矿井通风安全监测装置使用管理规定》。矿井安全系统选型本着安全、可靠、节省投资的原则。(1)安全性：传感器的设置应符合国家有关规定和安全要求。(2)代表性：传感器所在位置测得的参数在监测区内要有代表性。(3)需要性：传感器在测点所测内容应满足安全生产或科研的要求。(4)可能性：安置地点应选在安全可靠位置，无淋水，无冒落被砸危险，不受放炮或其他工序破坏危险的地点，否则应采取必要的防护措施。(5)经济性：传感器的数量在满足安全规程及使用场所要求的前提下,应力求节省。二、安全监测系统选择1、开采的技术条件和安全条件本矿井设计生产能力0.45Mt/a,属低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性，属易自燃煤层。2、安全监测、监控和传输设备系统选择依据矿井的灾害种类及程度，结合矿井的建设规模，确定监测系统的

178类型及监测参数种类。本矿井设计生产能力0.45Mt/a,安全生产监测、监控系统选用KJG2000型矿井安全监控系统。按照现行《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范和》《矿井通风安全监测装置使用管理规定》的相关规定确定瓦撕，粉尘、风速、一氧化炭、温度、负压、烟雾、风门开关、设备开停、风电瓦斯闭锁环节等测点位置、设备选型、传输设备等。结合矿井开拓布置及地面总平面布置、采区机械配备布置、井下巷道开拓布置及机电恫室、井上下供电系统、矿井通风系统等进行系统选型和测点设置。第二节安全监测、监控和传输设备选择一、监测设备选择（一）监测设备选型的原则依据矿井的灾害种类及程度，结合矿井的建设规模，按照现行《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》、《矿井防灭火规范》、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》的相关规定和相关专业的设计资料，确定选择瓦撕、风速、负压、设备开停、馈电状态等类型传感器。监测设备应符合国际、国家及行业的有关规程、规范。遵循先进、成熟、适用、可靠的原则，选用通过国家技术监督局认证，经检验符合煤矿井下环境的标准通用型监测设备，并取得“MA标志准用证”的产品。（二）监测设备各设置地点和布置按照现行《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范和》、《矿井防灭火规范》、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》的相关规定确定瓦斯，粉尘、风速、一氧化碳、温度、负压、烟雾、风门开关、设备开停、风电瓦斯闭锁环节等测点位置。设计结合矿井开拓布置、采区机械配备布置等

179进行系统的测点设置。监测系统详见图CA1020G-274-lo根据以上原则在采煤工作面、工作面进、回风顺槽、回风大巷、掘进工作面、变电所及风井等地点布置测点。1、采煤工作面：回风顺槽：一氧化碳、风速及设备开停传感器。运输顺槽：一氧化碳、风速、温度及设备开停传感器工作面：甲烷、温度及设备开停传感器。2、掘进工作面：甲烷、一氧化碳及设备开停传感器。3、总进风巷：风速，负压传感器。4、总回风巷：风速、甲烷、一氧化碳，烟雾、温度、粉尘、负压及设备开停传感器。5、机电胴室：甲烷、烟雾、温度及设备开停传感器。6、风门：风门开关传感器。7.火药发放胴室：一氧化碳，甲烷、温度及风门开关传感器。8.主斜井：一氧化碳，烟雾、温度传感器。二、监控设备的选型(-)监控设备的选型原则1、系统的标准性

180系统应符合国际、国家的标准和法规、以及行业规范。应选用技术成熟、标准的国内外品牌产品，确保实用可靠。2、系统的先进性系统设计采用先进的概念、技术和方法。从系统集成的观点出发，使信息资源能得到充分、快速的应用，不仅反映当今的先进水平，而且能在未来若干年内仍能保持其先进地位。3、系统的经济性应从系统的实际需要出发，尽量使系统的性价比最高。4、系统应具有良好的开放性、兼容性和可持续发展性现代信息技术的飞速发展，要求系统的设计应遵循开放式原则，便于升级、扩容、更新、换代。5、系统的可靠性从系统的结构、技术措施、设备性能和系统管理、设备供应商提供的后期维护保证等方面确保系统能长期稳定可靠的运行。6、系统的安全性系统设计中采用多种安全技术，实现信息的保护和隔离；设计时必须采用各种安全措施，确保系统安全运行。7、系统的可操作性

181各个系统必须是一个便于操作和维护的系统，使用者不需要有非常高的专业知识，就能方便的使用和操作。(-)监控总站及各分站主要设备的功能、型号及数量本设计选用的系统为KJG2000型安全生产监测监控系统主要功能及特点如下：(1)采用现场总线结构方式KJG2000系统即分站式监控系统基础上改进发展起来的总线式产品。系统采用现场总线结构方式，总线贯穿自信息中心到每个传感器、控制器,无需分站转换信号。(2)所有传感器都是数字信号输入输出、有通信功能的智能化多功能传感器。(3)系统软件采用WINDOWSNT中文版为平台，汉字提示，汉字输入。(4)系统配有可编程区域控制器，实现就地监测和控制，当信息中心主机故障或干线电缆故障时，可编程区域控制器可在所控区域内形成独立的子系统进行监测和控制。(5)系统配有可编程监控器，完成模拟量输入、开关量输出、脉冲量输入的监测和监控。并利用其可编程的特点，改变软件可做成各种不同要求的专用控制器，减少了系统备件品种，便于用户使用、维护和备件管理。(6)图形机以动态图形方式显示各个现场的画面及动态数据，画面响应(全部画面)时间小于10s。画面更新时间小于3s。具有8条彩色历史趋势曲线分析功能。可打印班、日报表和历史曲线等。(7)系统巡检(扫描)周期不大于5s„扫描频率可调，用户可根据

182需要惊醒数据采集，例如：重点传感器在每个扫描周期均进行数据采集，其它传感器可隔几个(任设)扫描周期采集数一次。(8)系统采用干线式供电，传感器就近挂接在干线上(就象挂灯泡一样)，便于安装、维护、移动。(9)采用先进的基带时分多路复用通讯技术，使系统传输速率在4800波特下，误码率达到不大于10-8。系统最大传输距离不小于20km。三、传输设备及器材选型1、传输设备及器材选择原则监控系统必须具有防雷电保护；矿井安全监控设备之间必须使用专阻燃电缆或光缆连接，严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用；监控系统井筒电缆芯对数应留有502100%的备用量。监控系统具有馈电状态功能。2、传输设备及器材型号、数量监控总站的数据传输接口，将井上和井下线路分开，监控系统井电缆上设有避雷器，防止井上雷电串入井下。传输电缆采用已取得“MA标志准用证”的矿用信号电缆，井筒传输线路选用MHYV22-1X4x7/0.52型钢带铠装电缆，大巷及顺槽传输线选用MHYVB1X4X7/0.52屏蔽型软电缆，传感器电缆选用MHYVRl-lx4x7/0.3型电缆。地面中心站由地面提供可靠的双电源（380/220V）。井下各监控分站采用660V供电，由专用隔爆开关控制，且不受设备开关控制。传感器电源为安全电压。第三节监测设备各类传感器布置一、回采工作面传感器选型及配置

1831、采煤工作面设瓦斯、一氧化碳及温度传感器各1个。2、瓦斯传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度采煤工作面：报警浓度21.0%CHi断电浓度21.5%CHt复电浓度Vl.OCHi3、采煤工作面回风巷设瓦斯、一氧化碳、温度、风速和负压传感器各1个。4、瓦斯传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度采煤工作面回风巷：报警浓度21.0%CH,断电浓度21.0%CHi复电浓度〈LOCH」二、掘进工作面传感器选型及配置1、掘进工作面设瓦斯、温度及一氧化碳传感器各1个。2、瓦斯传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度：掘进工作面：报警浓度21.0杭乩断电浓度21.0%CHi复电浓度〈LOCK三、其它地点传感器选择及布置1、机电碉室设瓦斯、温度、一氧化碳传感器各1。其中瓦斯传感器：报警浓度20.5%€乩断电浓度20.5%CH,

184复电浓度VLOCHi2、运输大巷：皮带机头设瓦斯及烟雾传感器各1个。其中瓦斯传感器：报警浓度20.5双乩断电浓度20.5%CH,复电浓度VO.5CH,3、总回风巷设瓦斯、风速及压力传感器各1各。其中瓦斯传感器：报警浓度20.75%CHi；断电浓度20.75%CHt复电浓度V07.5%CHt4、总进风巷设压力及风速传感器各1个。其中瓦斯传感器：报警浓度20.5%CHi断电浓度20.5%CH,复电浓度VO.5CH,四、局部扇风机主要风门及井下安全设备设有开停传感器、瓦斯传感器超限报警、断电、待瓦斯浓度降到允许的范围内再由主站或分站复电。第四节矿井各类传感器装备量一、矿井传感器的装备标准本矿井设计生产能力0.45Mt/a,传感器按低瓦斯矿井设置，矿井设主斜井副平碉及回风斜井各一个，1个综采工作面，2个综掘工作面，1座井下变电所，2台移动变电站，3台主排水泵。

185矿井设置的安全生产监测监控系统，在生产管理上应严格按《煤矿安全规程》、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》的有关要求进行。二、矿井各类传感器的装备量传感器的装备数量：瓦斯传感器11个，一氧化碳传感器6个，温度传感器8个，风速传感器5,负压传感器4个，烟雾传感器6个，氮气流量传感器1个，氮气温度传感器1个，设备开停传感10个，风门开停传感器4个。基本分站15个。矿井安全与生产监测监控的各类传感器装备见表8-4-1o

186表8-4-1矿井安全监测系统传感器布置参考表\^感器名称分站名称、\（布置地点）低浓瓦斯W高低浓度瓦斯W烟雾S温度T氧化碳C风速F负压P设备开停K风门D粉尘FC煤位M氮气温戈DT氮气流量DL主井井筒分站11主井井底分站I11风机分站111112大巷掘进皮带机头分站111变电所分站1111大巷皮带机头分站111副井分站11回风顺槽分站111112工作面分站1111工作面注氮机分站11顺槽掘进皮带分站11111顺槽掘进皮带机头分站111总回风巷分站111大巷掘进分站1111顺槽掘进分站1111备注1.表中各传感器的设置地点和数量，可根据矿井实际情况由设计确定2.传感器名称栏中代号说明：如F,表示风速，其余类同。第五节矿井安全监测监控系统运行可靠性分析一、安全监测监控系统的合理性、先进性当前煤矿安全是影响煤炭企业生产、制约煤炭企业正常发展的重大因数之一，煤矿瓦斯爆炸等重大事故不断发生，给国家财产和人民的生命造成了重大损失，为此煤炭企业必须建立健全煤矿安全生产监测监控系统，只有这样才能保证矿井生产安全。本设计针对该矿井的实际情况，主要对影响煤矿安全生产的回采工作面、掘进工作面、回风巷的环境参数及主要机电设备的工况参数进行了合理配置，做到经济、安全、先进、可靠。

187《KJG2000型安全监测监控系统》的传感器具有智能化、小型化的特点。警报点，断电点由软件设定或修改，实现区域内的超限自动断电。系统操作平台采用WINDOWSNT,所有功能操作均具有在线帮助，可在中文菜单提示下完成。需要观看图形或信息只要方便地点击，即点即得所需信息。可随时显示监测数据、图形、曲线和报警点及数值。二、中心站和干线扩展器设置地点，数目和传输系统的可靠性该系统中心站设在地面矿井调度室，干线扩展器设在井下机电胴室或配电点附近，前期共设干线扩展器四台，后期共设干线扩展器四台。传输系统采用矿用专用信号电缆。传感器设置数量和设置地点是按照国家有关规程、规范和该矿井的实际情况进行设计的，设计中选用的传感器符合国家及行业的标准，并经过有关部门的检验、检测合格的产品。三、管理机构和人员培训的保证程度为了保证KJG2000型安全生产监测系统能够有效、可靠的运行，必须建立专门的管理机构和一支高水平的运行、维护队伍，运行、维护人员必须经过专业技术培训方可上岗，建立定期的人员培训计划，只有这样才能保证矿井生产的安全，才能有效的提高企业的管理水平。

188第九章矿井安全检测及其它装备、矿山救护队第一节矿井安全检测及其它装备矿井各种安全装备设计严格按国家有关规程、规范和装备标准进行，安全设备、设施及器材在相应章节和设备清册中已分别列出。主要内容包括：矿井通风检测类仪表，矿井瓦斯及其它气体检测仪表及装备，矿井总粉尘、呼吸性粉尘检查及检测类仪器仪表，矿山压力及地质测量类仪表、设备和矿井救护类设备。详见表表9TT矿井通风安全基本装备序号名称型号单位数量备注一矿井通风检测1高速风表EY11B便携数字式个12高中速风表AFC-121个23微速风表DFA-3个14秒表块55通风干湿表DWIIJ2个16干湿温度计DHM1个47空盒气压计DYM3个38双管水银压力表DYB3支19U型倾斜压差计AFJ-150A310补偿式微压计BEY-250台211矿井通风多参数检测仪JFY212皮托管AEP系列台6二矿井瓦斯及其它气体检测1光学瓦斯检定器GWJ-1A台602光学瓦斯检定器GWJ-2Z-x33瓦斯检定器校正仪GJX-2台14便携式瓦斯检测报警仪AZJ-91台605充电器CDQ-91台256瓦斯、氧气检测仪JJY-1107瓦斯报警矿灯KSW10F(A)个80

189序号名称型号单位数量备注8一氧化碳检定器AT2台39风电瓦斯闭锁装置FDZB-1A套310矿用隔爆型电缆硫化热补器BAR2-127/1.4台1三矿井粉尘检测1粉尘采样器AQF-1A□32呼吸性粉尘采样器AQH-133矿用粉尘采样器AFQ-20A台34矿用个体粉尘采样器ACGT-2台35呼吸性粉尘测定仪ACH-1A36电光分析天平TG-328A台11电热恒温干燥器QZ77-104A18掘进机除尘器KGC台19掘进通风除尘器JTC台310混凝土喷射机除尘器MLC-Ic台311压风呼吸器AYH-1AZ-x3四矿山压力及地质测量1园图压力记录仪YTL-610Z.x22液压支架压力下缩自记仪YSZ-1台23顶板动态仪KY-8244测枪BHS-10支35液压枕YZ系列个306钻孔油枕应力计HCZ个107超声波围岩裂隙探测仪CT-2台38光学经纬仪J219光学经纬仪DJK-6台810水准仪DS3-2台111平板仪PG3-X2台2五矿井救护类设备1过滤式自救器AZL-60A台2002过滤器气密检查仪ZJ-1台13自救器专用称重仪ASC-3ZZa14高倍数泡沫灭火机BGP-200Za口2第二节矿山救护队三界沟煤矿位于鄂尔多斯市东胜区东南直距约47km处，行政区划属鄂尔多斯市伊金霍洛旗新庙乡管辖。矿区内交通以公路为主，公路路面为3

190级。本矿已签订矿山救护协议，根据救护协议本矿的矿山救护工作主要依托内蒙古内蒙古矿山救护支队鄂尔多斯市区域矿山消防救护大队负责。区域矿山消防救护大队地往东胜区，距该矿47km,公路路面情况较好，救护大队至本矿的距离行车时间不超过30mino本次设计在本矿设有辅助矿山救护队，能保证矿井发生灾害后及时救护。矿井辅助救护队的编制为1个小队，由9人组成，小队设正、副队长各1人。辅助救护队设专职队长及专职仪器装备维修工，负责日常工作。队员由符合矿山救护队员条件的工人、工程技术人员和干部兼职组成。辅助救护队直属矿长领导，业务上受矿总工程师和矿山救护队领导。辅助矿山救护队设有：值班室、办公室、学习室、装备室、修理室、氧气充填室、战备器材库等。表9-2-1辅助矿山救护队技术装备序号装备名称型号单位数量备注1正压式呼吸器二小时呼吸器7।10由井型规模确定2正压式呼吸器四小时呼吸器台273个小队、9人/队、1台/人3自救器台27每人1台4自救苏生器介25干粉灭火器只206风障41nx4m块17风障6mX6m块18氧气呼吸器校验仪AJH-3Za2由井型规模确定9一氧化碳检定器:1210光学瓦斯检定器10%、100%台6各2台（每小队2台）11防爆工具套1锤、钎、锹、镐等12两用锹把2

19113氧气充填泵CT-250台2由井型规模确定14氧气瓶40L个515氧气瓶2L个3016氧气瓶1L个1017大绳根118担架219保温毯棉织条220绝缘手套双121氧气检定器122温度计支223采气样工具套1包括球胆4个24灾区电话代125引路线m100026铜顶斧把227矿工斧把228刀锯把229起钉器把230手表块6队长每人一块31电工工具代132氢氧化钙t0.5第三节矿山保健设施在矿井工业场地设有急救室，备有部分急救器材和急救药品。保健急救正常情况下为职工做一般性保健治疗和事故突发时紧急救护工作，并负责将事故重病患者及时送往当地医院抢救。受井下劳动环境的影响，长期从事煤矿井下工作可能引起矽肺病，生产中必须对井下作业者加以个体防护，配戴防尘口罩，并定期对井下作业者进行职业病检查，对职工的职业病检查和防治可委托鄂尔多斯中心医院来完成。

192第十章劳动定员和估算第一节劳动定员矿井初步设计安全专篇劳动定员和概算是矿井初步设计劳动定员和概算的一部分，为此，属于安全专篇的劳动定员和安全专用工程设施装备概算额度已含在矿井初步设计劳动定员和概算中。一、安全专用工程设施劳动定员本矿井安全专用工程设施劳动定员包括以下几个方面：1、矿井通风、气体、粉尘检测专职人员2、矿井防尘、防爆、隔爆工程设施操作、维护专职人员3、矿井安全装备和仪器仪表专职保管、维护、收发人员4、矿井安全监测监控系统巡视、维护专职人员5、井上下消防材料库（胴）材料、器材发放、保管专职人员6、矿井防灾工程专职人员7、矿井防灭火工程专职人员8、井下急救站专职医护人员根据本矿井作为安全生产的工程、设施的设置情况及工作制度，经定岗排员，通风和安全机构定员人数为32人（劳动定员包括在矿井总的劳动定员内），详见表10TT。表10-1-1矿井安全工程设施劳动定员汇总表序号人员类别出勤人员一班二班三班小计总定员

1931矿井通风、气体、粉尘检测专职人员111342矿井防尘、防爆、隔爆工程设施操作、维护专职人员111343矿井安全装备和仪器仪表专职保管、维护、收发人员111344矿井安全监测监控系统巡视、维护专职人员111345井上下消防材料库（碉）材料、器材发放、保管专职人员111346井下防灾工程专职人员111347井下防灭火工程专职人员111348井下急救站专职医护人员11134合计8882432二、安全培训应根据《煤矿安全规程》的要求，对煤矿所有职工进行安全技术培训I,并须考试合格，取得《安全工作资格证书》。未经培训的人员，不许指挥生产，不准上岗操作。矿井应设立安全组织机构和安全培训机构，该培训中心应按相关规定配置教室、实验室等培训设施及各类演示装置和实验设备。第二节概算一、投资范围本概算投资范围包括安全专篇设计所规定的井巷工程、土建工程、设备及工器具购置、安装工程和工程建设其他费用的投资，预备费按规定列入建设项目总造价。二、编制依据（一）工程量：依据初步设计安全专篇提供的工程量表、图纸、说明书

194及机电设备器材目录。（二）采用定额指标1、井巷工程：执行煤规字［2000］第48号文颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额》（99统一基价）及《煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额》（99统一基价）。2、土建工程：执行煤规字（2000）第183号文颁发的《煤炭建设地面建筑工程概算指标（99统一基价）》。3、机电设备安装工程：执行煤规字（2000）第183号文颁发的《煤炭建设机电设备安装工程概算指标（统一基价）》。（三）设备、材料预算价格及有关费用设备价格采用询价、《工程建设全国机电设备2004年价格汇编》和《煤炭工业常用设备价格汇编》（九九版）。材料预算价格采用准格尔旗2005年建筑安装材料预算价格，不足部分采用《呼和浩特地区建筑安装工程材料预算价格》及《煤炭工业安装工程定额外材料预算价格》（九九版）。设备运杂费：按设备原价的6%计算。材料运杂费：安装工程定额外材料按材料原价的8%计算。备品备件购置费：按设备价值的1%计算。（四）工程取费执行煤规字（2000）第48号文（2000）160号文的规定。见“费率计算表”。(五)基本预备费执行煤规字(2000)第48号文颁发的规定，按7%计取。

195三、投资分析根据以上编制依据，经计算，达到设计生产能力时，本矿井安全工程总造价为1294.69万元，吨煤安全投资30.78万元，其中：井巷工程投资485.42万元，占总投资的35.04%；土建工程投资89.53万元，占总投资的6.46%；设备及工器具购置投资为419.14万元，占总投资的30.26%；安装工程投资为222.60万元，占总投资的16.07%；工程建设其他费用投资为78万元，占总投资的5.63%；基本预备费投资为90.63万元，占总投资的6.54%o