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-XX.-JL-刖B新疆拜城弘利煤业有限责任公司煤矿位于拜城县东部梅斯布拉克矿区，拜城县城北东40°方向，行政区划属拜城县黑英山乡管辖。该煤矿东与长城煤矿相邻，西与拜城县梅斯布拉克煤矿接壤。从煤矿向西至黑英山乡45km,往南44.2km至克孜尔乡与314国道相连，煤矿与上述两乡均有简易砂石公路相通，从克孜尔乡314国道向西至拜城县55km,从拜城县向西190km可到阿克苏市，从拜城县向东110km可到库车县，交通较为方便。一、编制设计的依据1.新疆维吾尔自治区地质矿产局第八地质大队2002年6月编制的《新疆拜城县温巴什煤矿东竖井生产地质报告》及新疆国土资源厅新国土资储认[2002]116号对该报告矿产资源储量认定书、新疆维吾尔自治区矿产资源储量评审中心新国土资储评审[2002]060号对该报告评审意见书；2.2005年1月18日新疆维吾尔自治区矿产资源储量评审中心对《新疆拜城县温巴什煤矿东竖井生产地质报告》的资源储量分割说明书；3.根据新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤规发[2004]302号《关于新疆拜城县温巴什东竖井煤矿改扩建立项审查的意见》及新疆维吾尔自治区经贸委新经贸投资函[2004]587号《关于新疆国际煤焦化有限责任公司弘利煤业公司煤矿技术改造项目立项的批复》；5.新疆维吾尔自治区国土资源厅以新国土资采划［2004］第092号《划定矿区范围批复》；6.新疆煤矿安全监察局新煤安监发［2002］442号文及《矿井初步设计安全编制内容》；7.《煤炭工业小型煤矿设计规定》、《煤矿安全规程》（2004）、《煤矿救护规程》、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》及国家相关的技术政策；
16.新疆拜城弘利煤业有限责任公司煤矿初步设计安全专篇“设计委托书”；7.新疆拜城弘利煤业有限责任公司煤矿初步设计（代可研）；8.2005年1月20日新疆拜城弘利煤业有限责任公司与拜城县供电公司签定的“供电协议书”及新疆拜城县煤炭工业公司关于建矿区35kV矿区变电所的证明；9.新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤行管发［2005］387号“关于对拜城县弘利煤炭有限责任公司煤矿《矿井瓦斯等级和二氧化碳鉴定报告》的批复”和煤矿提供的其它有关资料。二、设计的指导思想（-）设计主要特点1.矿井设计生产能力为9万t/a；2.认真贯彻执行国家安全生产的方针，提高矿井机械化开采水平，改善井下工人的工作环境，降低工人的劳动强度；3.保障煤矿的安全生产和煤矿职工的人身安全，减少煤矿安全事故的发生，分析矿井各生产环节中存在的不安全因素，针对存在的不安全因素采取有效的防治措施，以达到矿井安全生产的目的。三、设计的主要特点及安全评价(-)设计主要特点1.矿井开拓方式：混合提升斜井采用单钩串车提升，利用原有立井作回风井；2.资源储量：井田内批准的地质资源量为879万t,其中122b:199万3333:680万t；矿井工业资源储量122b+333为462.98万3矿井设计资源储量354.46万t,矿井设计可采储量276.5万t,矿井服务年限21.9a。3.井田东西走向长2.568km,南北宽0.239km,面积0.6141km2；4.矿井通风系统为分列式，通风方式为机械抽出式，新鲜风由
2混合提升斜井进风，东、(西)风井回风；1.设计推荐开采Ag煤层采用走向长壁伪倾斜柔性掩护支架爆破落煤一次采全高采煤方法；开采As、A6煤层采用走向长壁急倾斜水平分段悬移顶梁放顶煤爆破落煤采煤方法；2.矿井通风系统为分列式，矿井总进风量为22nl'/s,选用2台BK40—4—NE2型轴流式风机，其中1台工作、1台备用；3.矿井井下排水选用3台D25—30X8型离心泵，其中1台工作，1台备用，1台检修；4.供电电源：新疆拜城县煤炭工业公司将在本矿区东部5km处拟建一座矿区35kV变电所，矿区35kV变电所双回电源分别引自黑英山35kV变电所35kV母线侧和宿相35kV变电所35kV母线侧，矿区变35kV及10kV母线均为单母线分段。从矿区变10kV侧不同母线段引得二回电源线路至矿井10kV变电所，为矿井提供可靠、充足的电源；5.供水水源：煤矿现有生产及生活用水由井田东部8km外的梅斯布拉克河汽车拉水，梅斯布拉克河水水质优良，满足饮用水的要求，煤矿拟在矿部建一座蓄水池。经过水质化验测试，各项指标均符合《生活用水水质标准》，可以满足矿山用水的需要，可作为矿井生产、生活供水水源。6.矿井安全监控设备：依据《煤矿安全规程》的有关规定，结合本矿具体情况，为确保矿井的安全生产，设计本着系统安全，可靠，灵活实用，便于维护，节省投资的原则，设计选用1套KJ90型煤矿综合监控系统。通过此套系统实现对矿井井上下环境监测和生产监控，可满足本矿井各系统的不同需求。7.矿井安全概算投资555.03万元,其中井巷工程77.76万元,建筑工程为8.82万元，设备购置及安装工程416.45万元，其它工程和费用15.69万元，工程预备费36.31万元。(二)安全评价
3(1)构造煤矿位于可依屯巴塔格背斜的南翼，在背斜的北边还有一个向斜，呈单斜构造，井田内地层走向为北东东一南西西向，倾向南，东部倾向南南东。西部倾角80°〜84。，中部倾角80°〜83。，东部倾角70°〜80。，沿走向无褶曲现象。位于井田西部的断层性质为平推断层，共有6条，编号为。、f2、f3>f」、f5>f6,一般走向北东10°〜20。，或北西320°-330倾角78°〜86。，地表出露长100〜150m,向北被第四系覆盖，从现有的生产巷道调查，f”、f5>f6断层已延伸至井下，切割了鼠、A6煤层，断层断距大于5〜10m,fi、f2>f3断层地表断距均在5〜20m。(2)瓦斯根据新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤行管发[2005]387号“关于对拜城县弘利煤炭有限责任公司煤矿《矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》的批复”，本矿井煤层中的相对瓦斯涌出量6.46m7t,绝对瓦斯涌出量0.48m：'/min；二氧化碳相对涌出量9.60m7t,二氧化碳绝对涌出量0.67n?/min"，确定矿井属低瓦斯矿井。因矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告所测定的是现生产水平的数据，缺少+1982m水平以下深部煤层瓦斯和二氧化碳的涌出量及瓦斯梯度值，为此设计建议矿井在建设过程中，随时检测采掘工作面的瓦斯及二氧化碳涌出情况，矿井投产后按规定补做矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量的鉴定工作，以便作为修改通风设计的依据。(3)煤尘爆炸危险性及煤的自然倾向性、地温根据矿井取煤样煤尘爆炸试验结果，煤尘火焰长度大于400mm,扑灭火焰的岩粉量达70%,各煤层煤尘均具有爆炸危险性。根据对A6、Ag煤层进行着火点试验，ATu⑶37℃〜41℃,氧化程度53.54%〜43.52%,各煤层属易自然发火煤层，自然发火期约3〜6个月。
4在生产井地质调查时未发现地温异常区，井温不超过21℃,因此井田属地温正常区。(4)地压井田内主要开采煤层为As、A.、A9三个煤层，深度一般在70〜350nl之间，所以地压不大，基本不存在冲击地压发生的可能。(5)水文地质根据地质报告提供资料，井田内无地表水流，主要以大气降水补给地下，水文地质条件较简单，一般不会对矿井正常生产产生较大的影响。(6)火烧区井田范围内煤系地层被第四系覆盖，煤层露头未发现有火烧形成的烧变岩分布。(7)综合防治措施本设计根据矿井的具体条件，严格执行《煤矿安全规程》的有关规定，坚持“安全第一、预防为主、防治结合、综合治理”的原则，重点防范瓦斯、煤尘、水、火的威胁，设计采取各种防治和治理灾害的措施，并配备相应的安全装备和检测仪器，切实防止瓦斯、煤尘、水、自然发火等灾害的发生。综上所述，本矿井在采取了必要的防治措施后，矿井具备安全生产的条件。四、待解决的主要问题1.根据新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤行管发[2005]387号“关于对拜城县弘利煤炭有限责任公司煤矿《矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》的批复”，本矿井煤层中的相对瓦斯涌出量6.46m3/t,绝对瓦斯涌出量0.48m3/min；二氧化碳相对涌出量9.60m7t,二氧化碳绝对涌出量0.67n?/min”,确定矿井属低瓦斯矿井。因矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告所测定的是现生产水平的数据，缺少+1982m水平以下深部煤层瓦斯和二氧化碳的涌出量，为此设计建议矿井在建设过程中，随时检测采掘工作面的瓦斯及二氧化碳涌出情况，矿井投产后并按规定补做矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量的鉴定工作，以便修改通风设计参数。
52.目前本矿供电存在的问题(1)由于煤矿行业生产环境的特殊性，要求在本矿井正式投产时，必须保证矿井变电所的双回电源线供电。而目前矿井周围电源不满足矿井安全生产的要求，新疆国际煤焦化有限责任公司已承诺将在距煤矿东侧5km处新建一座矿区35kV变电所，但该变电所的规模、主接线方式及其电源引自何处均不明确；因此为保证矿井建成投产，提出如下要求：在本项目的实施过程中，在矿井投运前，请新疆国际煤焦化有限责任公司尽快解决煤矿外部电源，从而保证本矿井的安全生产供电。(2)待矿区35kV变电所建成后请对煤矿主要电器设备按实际短路参数校验进行校验。3.地质报告未提供井田内采空区内积水情况资料，建议矿井在建设过程中做好对采空区积水的探测工作，并采取有效的措施处理后，再进行矿井的正常生产，避免发生安全生产事故。第一章矿井概况及安全条件第一节井田概况一、地理概况1.交通位置新疆拜城弘利煤业有限责任公司煤矿位于拜城县东部梅斯布拉克矿区，拜城县城北东40°方向距县城60km,行政区划属拜城县黑英山乡管辖。该煤矿东与长城煤矿相邻，西与拜城县梅斯布拉克煤矿接壤。从煤矿向西至黑英山乡45km,往南44.2km至克孜尔乡与314国道相连，煤矿与上述两乡均有简易砂石公路相通，从克孜尔乡314国道向西至拜城县55km,从拜城县向西190km可到阿克苏市，从拜城县向东110km可到库车县，交通较为方便。井田中心地理坐标：东经：82°17'39〃；北纬：42°07z16〃o交通位置见插图1-1-1O
61.地形地貌煤矿地处南天山南麓的山前地带，地形地貌从北向南呈阶梯形降低，地势由西向东逐渐降低，海拔标高+2000〜+2099m,相对高差50〜99m,属中低山区。井田南北两侧为单面山和侵蚀残山，中间为冲积、洪积形成的平原，含煤地层被剥蚀和堆积物覆盖。2.河流、湖泊分布井田内无地表水体，距井田东部8km外有梅斯布拉克河，最大流量0.96m3/s,属季节性河流。水质经化验符合国家饮用水标准,可作为矿井生产及生活用水水源。3.气象及地震井田属于大陆荒漠性干旱气候，其特点是冬季长，夏季短，昼夜温差大，春秋多风，降雨多集中在6〜8月份，年平均降水量224.6mm,年蒸发量高达1567.8〜1775.5mm；年平均气温5.1℃,年最高气温7月份平均为21°C,最低气温在1月份，达-10.6C,每年的10月底至翌年的3月为冰冻期,4月开始解冻,最大冻土深度1.0m,月平均风速0.9〜1.8m/s,年平均风速1.6m/s,最大风力5〜8级，风向一般为南风或北风。根据《中国地震动参数区划图》(GB18306-2001),该区地震动峰值加速度为0.15g,地震动反应谱特征周期为0.40s。对应的地震基本烈度为vn度。二、主要自然灾害新疆拜城弘利煤业有限责任公司煤矿经过以后多年开采，地表将形成大小不一的塌陷坑，应及时进行回填，以防止融雪期雪水和降雨后的雨水渗入井下采空，发生井下突水淹井事故，对矿井安全生产造成危害。井田位于天山南麓地震带，地震活动频繁，历史上曾发生最大8级地震，每年均有轻度地震发生，井田地震基本烈度为VH度。三、矿区开发史、现有生产井分布及开采情况拜城县温巴什煤矿东竖井始建于1993年5月，1995年4月投产，目前井田范围内先后建有一个立井、一个斜井和一个斜风井，矿井现核定生产能力为3万t/a,2003年实际生产
7能力为1万t/ao立井：井筒沿As煤层底板岩石布置，井口坐标X=4665944.97m,Y-14606388.44m,Z=+2058.7m,井筒断面上部为矩形、下部为圆形，净尺寸为3.2X1.6m、净直径为2.0m,现浇碎支护,支护厚度300mm,井深81m,该井未使用；混合提升斜井：为现生产井，沿As煤层倾斜折返式布置，井口坐标X=4665884.9m,Y=14606199.5m,Z-+2059.6m,井筒倾角23°14',铺设15kg/m钢轨，至+1982m水平井筒斜长197.58m,井筒断面为圆弧拱红褥砌诡支护，净断面积4.16m2,井筒内敷设动力电缆、行人台阶；斜风井：为现生产井的回风井，沿As煤层倾斜折返式布置，井口坐标X=4665928m,Y=14606446m,Z=+2050.5m,斜长77.2m,断面为正方形，净尺寸1.1X1.1m,大部分为裸体巷道，仅局部用木支护。目前开采+2005〜+1982m水平之间的As、A6>A9号煤层，立井以东400nl范围内已采完，采煤方法为仓储式，矿井排水量为8m7d,通风系统为并列式。本井田范围内没有其它小窑开采，井田东部边界外有长城煤矿,井田西部边界外有拜城县梅斯布拉克煤矿，主要开采As、A。、A9号煤层，年产量为3万t/a,矿井开拓方式为斜井。四、矿区水源、电源及通信情况水源：水源取自井田东部8km外的梅斯布拉克河，最大流量0.96m7s,属季节性河流。河水水质经化验符合国家饮用水标准，煤矿现采用汽车拉水，可以满足矿井生产、生活用水的需要，并可作为矿井生产及生活用水水源地。电源：目前矿井无外部电源，在矿井原斜井工业场地设有一座柴油发电机站，站内设3台250kW柴油发电机组，2台交替工作，1台备用，作为矿井生产及生活用电电源。新疆拜城县煤炭工业公司在本矿区东部拟建一座35kV变电所，双回电源分别引自黑英山35kV变电所35kV母线侧和宿相35kV变电所35kV母线侧，矿区变35kV及10kV母线均为单母线分段。从矿区变10kV侧不同母线段引得两回电源线路至矿井10kV变电所,为矿井
8提供可靠、充足的电源。矿井外部通信：矿井对外通信采用卫星电话设施。矿井内部调度通信：在矿调度室设DDK—6S型64门生产调度程控电话总机，作为井上下生产调度通信用。第二节安全条件一、地质特征（一）地层矿区处于塔里木地台北缘一库车坳陷内，沉积了中、新生界的地层，以二叠系、三叠系、侏罗系、白垩系及第三系、第四系为主。（―）构造矿区位于库车坳陷北部弯曲带，在以北发育有褶皱构造，为可依屯巴塔格背斜，在背斜的北边有一个向斜，它与可依屯巴塔格背斜构成北部单斜带上的一个挠曲。弘利煤矿位于可依屯巴塔格背斜的南翼上，地层走向北东东南西西向，倾向南，西部倾角80°〜84°,中部倾角80°〜83°,东部70°〜80°,沿走向无褶曲现象。二、井田地层及构造（一）地层本煤矿位于拜城县东矿区，处于塔里木地台北缘一库车拗陷内，沉积了中、新生界的地层，出露地层以三叠系、侏罗系、白垩系、第三系为主。井田范围内地层从老到新的层序简述如下：(1)上三叠统黄山街组(T：ih)
9分布于井田北部，岩性主要为一套湖滨相碎屑沉积，下部为灰色炭质泥岩、含炭粉砂岩，中部为灰绿色含炭粉砂岩、粉砂质泥岩夹泥灰岩，上部为灰绿色泥质粉砂岩夹细砂岩、炭质泥岩，厚度大于100m。(2)上三叠统塔里奇克组(Tst)地层由西向东沿井田中间地段分布，大部分被第四系冲、洪积地层覆盖，按沉积旋回将该组划分为5段。a.塔里奇克组第一、二段(T3t1+2)：为灰白色中细砾岩、浅灰色中细砂岩、泥质粉砂岩段，不含煤，平均厚约60.8m,与下伏黄山街组为冲刷接触；b.塔里奇克组第三段(T3t为灰白色含砾中粗砂岩、细砂岩、粉砂岩、炭质泥岩和煤层组成，含有A3、A八As、A6、A7共5层煤，其中As、Ag煤层沿走向分布较稳定，全区可采平均厚约35.8m,与下伏塔里奇克组(T3t,+2)为冲刷接触；c.塔里奇克组第四段(T3t4：分布于井田中部，为中粗粒砂岩、细砂岩、含碳粉砂岩及煤层组成，含可采和局部可采煤层3层，A9煤层全区可采，A”、A12为薄煤层，地层平均厚104.2m,与下伏塔里奇克组(T3tD为冲刷接触；d.塔里奇克组第五段(T3t5)：分布于井田南侧，为粗砂岩、细砂岩、炭质泥岩和煤层组成，含有4层煤，一般厚0.26〜0.8m,仅Au为局部可采煤层，地层厚度40.81~51.4m,与下伏塔里奇克组(T3t')为冲刷接触。(3)下侏罗系统阿合组(JR分布于井田南部，岩性主要为灰白、黄褐色、灰褐色、灰绿色砾岩、砂砾岩、中粗粒砂岩、夹含铁砂岩组成，砂砾岩、中粗粒砂岩交错层理发育，地层厚度241.m。与下伏塔里奇克组(T3t9呈冲刷接触。(4)第四系(Q)a.全新统(QJ)
10主要分布于冲沟中，主要为次圆状砾石、砂等组成，松散堆积。地层厚度0.2〜20m。b.全新统(Qk)主要分布于井田中部，主要为冲积砂、砾石及亚砂土等松散堆积，松散堆积。地层厚度17.5〜34m。c.上更新统(Q力主要分布于井田东部平台上，为冲积砾石、砂组成，砾石呈次棱角状，地层厚度1〜10m。(二)构造井田位于库车拗陷北部弯曲带，为可依屯巴塔格背斜，在背斜的北边还有一个向斜，煤矿位于背斜的南翼，呈单斜构造，井田内地层走向为北东东一南西西向，倾向南，东部倾向南南东。西部倾角80°~84°,中部倾角80°〜83°,东部倾角70°〜80°,沿走向无褶曲现象。位于井田西部的断层性质为平推断层，共有6条，编号为。、f2>f3>f」、f5>f6,一般走向北东10°〜20°,或北西320°〜330°,倾角78°〜86°,地表出露长100〜150m,向北被第四系覆盖，从现有的生产巷道调查，f5>f6断层已延深至井下，切割了相、A6煤层，断层断距大于5〜10m,3、f2>f：s断层地表断距均在5〜20m。井田总体构造形态较简单，断层对煤层的走向、倾向没有改变，断层破碎带一般小于1m。井田内各断层特征见表表1-3-1断层特征表断层编号断层产状长度(m)断距(m)断层性质对煤层的影响走向倾向倾角fl330〜150°60°80°>25020平推对呜」破加赅f2205―25°295°86°>25015平推对隔」破加朦f3200~20°290°85°2505-10平推对师酸尔修f4190~10°280°86°2505平推对版破加卜f5200―20°290°80°>250±5平推以唐族、f6200~200110°78°>25010-5平推
11三、煤层及煤质(一)煤层井田内塔里奇克组含煤地层厚250.8m,含煤层共8层，编号为A3、A」、As、A$、A9、AuAi3>Ah号煤层,煤层总厚度15.9m,其中可采煤层3层，编号为As、Ag、Ag号煤层，是目前矿井主要开采的煤层，其余均为不稳定的局部可采煤层。各可采煤层自上而下叙述如下：Ag煤层：为矿井可采煤层，煤层较稳定、结构简单，无夹砰，煤层厚度L30〜2.22m,平均厚度L90m,由东向西沿走向逐渐增厚。煤层顶板为炭质粉砂岩，底板为炭质泥岩，与Ae煤层间距15.78〜30.0moAg煤层：为矿井可采煤层，厚度L74〜6.81m,平均厚度4.01m,含1〜2层炭质粉砂岩、炭质泥岩夹砰，煤层顶板为炭质泥岩、中细砂岩，底板为细砂岩、炭质粉砂岩。煤层厚度变化小，由东向西逐渐增厚。As煤层；为矿井可采煤层，煤层较稳定、结构较简单至复杂。As煤层厚度1.08~4.30m,平均厚度1.82m,下部含1〜2层炭质泥岩夹研，As与A6煤层间距0.58〜2.32m,平均间距1.81m,在2线两煤层间距为0.58m,具有复合在一起的现象，向东向西至井田边界煤层间距为1.17~2.32m,煤层顶板为炭质泥质粉砂岩及炭质泥岩，底板为炭质粉砂岩；A6与下部A1煤层间距5.。〜6.40mo各可采煤层特征见表1-3-2。可采煤层特征表表1-3-2煤层煤层厚度(m)夹研层数夹砰岩性容重t/m3稳定性倾角(°)煤层间距(m)顶板岩性底板岩性最小最大平均
12A5)1.612.191.90无1.32较稳定75〜8015.7830.0炭质粉砂岩炭质龙岩A61.745.744.011〜2炭质粉砂岩、炭质泥1.1.1石1.32较稳定77〜80炭质泥岩、中细砂岩细砂岩炭质粉砂岩0.582.32As1.164.301.821-2炭质泥岩1.32较检定77〜81炭质泥质粉砂岩及炭质泥岩炭质粉砂11.1石(二)煤质(1)煤的物理力学性质A5>A6号煤层：煤为黑色，玻璃光泽、性脆、参差状或阶梯状断口，条带状、凸镜状结构，层状构造。A9号煤层：煤为深黑色，玻璃光泽、脆度大、阶梯状断口，条带状结构，层状构造。各层煤的容重为1.32t/m3。煤岩特征：以亮煤为主、光亮煤次之，煤岩类型为半亮〜光亮型。有机组分：以凝胶化组分为主，丝炭化组分次之。凝胶化组分颗粒表面平整、光洁，多为基质体、均质体，常以块状、条带状出现。丝炭化组分多为结构组分，由透镜状和条带状的丝炭组成，黑色不透明，含粘土、碳酸盐类矿物。无机组分：主要由粘土、方解石等组成，粘土为微粒状和浸染状，为煤层同生矿物；方解石呈次生结核状，沿裂隙充填，含量均小于l%o各煤层的变质程度相近，限、A9号煤层属于in变质阶段，人号煤层属于w变质阶段。
13原煤水分：As平均为0.85%；As平均为0.86%；Ag平均为0.62%；原煤灰份：As平均为36.52%；A6平均为21.76%；Ag平均为12.54%；原煤挥发份：限平均为29.09%；A6平均为24.77%；Ag平均为27.91%；碳含量：As平均为74.28%；A6平均为86.06%；Ag平均为87.54%；氢含量：As平均为3.13%；A6平均为4.75%；Ag平均为5.02%；氧含量：As平均为21.81%；/平均为6.03%；Ag平均为6.28%；氮含量：As平均为0.78%；/平均为1.26%；Ag平均为1.16%；全硫含量：As平均为0.60%；一平均为0.32%；Ag平均为0.84%；磷含量：As平均为0.008%；A6平均为0.007%；Ag平均为0.002%。原煤发热量：&煤层29.17MJ/kg；A6煤层31.84MJ/kg；A9煤层31.36MJ/kgo(2)煤层风氧化带：由于被第四系地层覆盖各煤层风氧化带较深，根据以往勘探工作确定煤的风氧化带垂深20mo(3)煤的工业用途：As、A6煤层的工业牌号为25号焦煤，人煤层的工业牌号为26号肥煤原煤属于低〜低中灰、特低硫、特低磷、高〜特高发热量、高熔灰分、粘结性强、结焦性好的动力用煤，A5>4煤层可作为炼焦煤用，A。煤层可作为炼焦配煤用。煤质特征表表1-2-2煤层水分Mad(%)灰分Ad(%)Vdaf(%)企硫St.d(%)磷Pd(%)碳Cdaf(%)氢Hdaf(%)氮Ndaf(%)氧daf(%)发热量Qb.d(MJAg)As0.8536.5229.090.600.00874.283.H0.7821.8129.17Ae0.8621.7624.770.320.00786.064.751.266.0331.84A90.6212.5427.910.840.00287.545.021.166.2831.36
14(三)煤层顶、底板岩石物理力学性质A.5煤层:直接顶板岩石为炭质泥岩，厚度0.58〜1.0m,属软岩；老顶岩石为泥质粉砂岩，厚度1.0〜2.0m,单向抗压强度25.91MPa,岩石硬度f值为3〜4,属较软弱岩石；直接底板岩石为粉砂岩夹细砂岩，细砂岩厚度大于5.0m,单向抗压强度46.55MPa,属中硬岩石。A6煤层：煤的单向抗压强度7.8MPa,软化系数为0.64；直接顶板岩石为细砂岩，厚度2.0~3.0m,单向抗压强度40.21MPa,属中硬岩石；老顶为粗砂岩，厚度大于5.0m,抗压强度大；直接底板岩石为粉砂岩，老底为粉砂岩夹细砂岩、中砂岩，厚度大于10.0m,与As煤层间接顶板岩石为同一层，岩石硬度f值为6~70Ag煤层：煤的单向抗压强度7.2MPa,软化系数为0.54；直接顶板岩石为细砂岩，单向抗压强度47.83MPa,属中硬岩石，硬度为5,稳定性较差；直接底板岩石为炭质粉砂岩(炭质泥岩)，厚度1.0m左右，属较软岩石，老底为粉砂岩、中细砂岩、粗砂岩，厚度大于10.0m,属中硬岩石，岩石硬度f值为3〜4。煤层顶、底板岩石物理力学试验成果见表l-3-3o岩石物理力学试验成果表表1-3-3采样位置岩石名称比重(g/cm3)单向抗压强度(MPa)天然状态做强度(MPa)天然状态自创雌(MPa)软化系数煤层编号采样地点位置天然状态饱和状态状态限XJ-CJfe顶板粉砂岩2.7125.911.810.35底板细砂岩2.7646.552.61AsXJ-CMiX.lC\1顶板细砂岩2.8040.212.720.13底板粉砂岩2.7125.911.81AyXJ-CMiAi煤底板细砂岩2.7847.832.850.17粉砂岩2.6921.071.79ArXJ-CM2煤层中部煤1.347.85.48.40.440.8AyXJ-CMi煤丫下部煤1.327.24.37.90.410.69
15四、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸指数、煤层自燃发火倾向及地温情况1.瓦斯根据新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤行管发[2005]387号“关于对拜城县弘利煤炭有限责任公司煤矿《矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》的批复”，本矿井煤层中的相对瓦斯涌出量6.46m7t,绝对瓦斯涌出量0.48m：7min；二氧化碳相对涌出量9.60m7t,二氧化碳绝对涌出量0.67n?/min”,确定矿井属低瓦斯矿井。2.煤尘根据矿井取煤样煤尘爆炸试验结果，煤尘火焰长度大于400mm,扑灭火焰的岩粉量达70%,各煤层煤尘均具有爆炸危险性。煤尘爆炸试验成果见表1-2-4。煤尘爆炸试验成果表表1-2-4煤层编号采样地点爆炸试验爆炸性结论火焰长度cm岩粉量%As斜井+1981H1水平石门>40070有爆炸性a9斜井+1981m水平石门>40080有爆炸性3.煤的自燃根据井田A,煤层着火点试验结果，其自燃倾向等级见表l-2-5o煤的自燃倾向试验结果表表1-2-5煤层编号采样地点还原样T,℃原样T/C氧化样T:i℃△T℃氧化程度(%)自燃倾向等级Ae斜井+1981m巷道3453313153753.54易自燃
16Aa斜井+1981m巷道3613453184143.52易自燃试验结果显示A6、Ag煤层属易自然发火煤层。1.地温在生产井地质调查时未发现地温异常区，井温不超过21℃,因此井田属地温正常区。五、水文地质（-）矿区水文地质特征矿区南北两侧为单面山和侵蚀残山，中间为冲洪积平原，由西向东地势逐渐降低，地面坡度小于10°,有利于接受大气降水渗透补给地下水。矿区由西向东大面积分布第四系冲、洪积层，主要由砾石、砂及粘土组成，呈松散堆积，透水性好。矿区地层由北向南为上三叠统黄山街组（Tsh）、上三叠统塔里奇克组（丁：江）、下侏罗统阿合组CLa）,以河流相、三角洲相的砂砾岩、砂岩沉积为主，有利于接受大气降水渗透补给地下水。因地层为急倾斜单斜构造，倾角75°〜80。，西段断层较多，大部分错断上三叠统塔里奇克组岩、煤层。因井田位于终年积雪高山的南缘，属大陆性干旱气候，无地表水流，降水集中在6〜8月，年降水量为224.6mm,年蒸发量达1567.8-1775.5mm,10月至翌年3月为降雪期，大气降水为井田的主要补给源。（二）井田水文地质条件井田位于天山南麓的山前地带，地势由西向东逐渐降低，海拔标高+2000m〜+2099m,高差50〜99m,属低切割的中低山区，南北两侧为单面山和侵蚀残山，中间为冲积、洪积形成的平原，单面山坡度达25°〜30。，平原坡度均小于10°,有利于接受大气降水渗透补充地下水。井田内无地表水体，含（隔）水层特征简述如下：
171.第四系透水不含水层（I）井田内第四系全新统一上更新统地层分布较广，覆盖了塔里奇克组绝大部分地层，以砾石、砂及部分亚粘土组成，呈结构松散的混杂堆积，厚17〜34m。因其结构松散而透水性好，但不具备储水条件，形成以透水而不含水为特征。根据ZK13-1孔简易水文观测资料，水位埋深35.7m,单孔涌水量小于0.01m/s.m,为透水不含水层。2.阿合组弱含水层（H）主要分布于井田南部，厚约5〜],0m,岩性主要由砾岩、砂砾岩、中粗砂岩等组成，间夹含铁中细砂岩，地层倾角较陡，为70。〜83°,含水层厚度大于100m。属孔隙一裂隙含水层，富水性较弱，流量达0.161/so3.塔里奇克组弱含水层（HI）该含水层主要分布于井田中部，绝大部分为第四系冲洪积层覆盖，分为5个岩性段，各段中、下部为较粗的砾岩、砂砾岩、中粗砂岩、细砂岩组成，各段间均有相对的隔水层，一般厚度小于5〜10m,主要为粉砂岩、碳质页岩及煤层，隔水性较差。该含水层岩性主要由砾岩、砂砾岩、中粗砂岩、细砂岩等组成，平均厚252nl左右,主要接受第四系冲洪积层及降水后的渗透补给，为赋水性极不均一的弱含则大气补给量甚微。（五）井田充水因素分析1.断层对矿床充水的影响井田内断层集中在井田西部，。〜f6断层切割了含煤地层含水层及南部的阿合组含水层，使各含水层之间具有水力联系，因此，当矿井巷道接近或穿过断层时，随开采深度增加涌水量会增大，因此当矿井巷道接近或穿过断层时，巷道涌水量会增加。2.生产井充水情况
18现在矿井生产水平标高为+1982m,经观察巷道内没有泉水涌出，井筒及巷道穿过断层裂隙面及煤层顶、底板没有滴、淋水现象，现矿井日排水量不超过8n?/d。因井田内年降水量较小为224.6mm,年蒸发量较大达1567.8-1775.5mm,为此，大气降水补给地下水量较少。综上所述，矿井水文地质条件属于简单类型。（六）矿井涌水量预计根据现有生产矿井抽水统计资料，现矿井日排水量约8n?/d,采用比拟法进行计算，预计当矿井开采至+1850m—水平时，矿井正常涌水量为334m：'/d,最大涌水量为468m'/cl；当矿井开采至+1700m二水平时，正常涌水量为668m7d,最大涌水量为946m7do六、对矿井地质勘探安全条件评价及存在的问题地质勘探基本查明了井田的地质构造，地层层序和含煤地层时代，初步查明了可采煤层层数，层位，厚度，结构及变化，基本控制了主要可采煤层露头位置。初步查明了煤质及其变化，提出了煤的用途。对矿井水文地质条件和开采技术条件进行了论述，初步了解了矿区的工程地质条件，提供了矿井煤层的地质资源量，可以作为9万t/a矿井的设计依据。存在的主要问题及建议如下：1.井田内仅4勘探线有2个见煤钻孔，其它勘探线仅有浅孔控制煤层露头，对矿井深部煤层缺少钻孔控制，斜井以西和+1700m水平以下资源量其可靠程度较低；2.根据新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤行管发[2005]387号“关于对拜城县弘利煤炭有限责任公司煤矿《矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》的批复”，本矿井煤层中的相对瓦斯涌出量6.46m3/t,绝对瓦斯涌出量0.48m3/min；二氧化碳相对涌出量9.60m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.67m3/min"，鉴定结果该矿井属低瓦斯矿井。因缺少+1982m水平以下煤层中瓦斯涌出资料，为此设计建议矿井在建设过程中，随时检测采掘工作面的瓦斯及二氧化碳涌出情况，矿井投产后并按规定补做矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量的鉴定工作，以便采取有效地预防措施，必要时修改矿井通风设计参数。
191.井田内A,煤层下部的其它煤层仅达到了大致了解的程度，也未提出储量及煤层底板等高线图，建议矿井投产后采用石门巷探工程，探明As煤层下部的其它煤层的赋存情况。2.报告中缺少地温梯度测试数据，建议矿井在建设和生产过程中，注意观测井下巷道内地温变化，根据观测的情况采取相应的措施。3.地质报告未提供井田内采空区内积水情况资料，建议矿井在建设过程中做好对采空区积水的探测工作，并采取有效的措施处理后，再进行矿井的正常生产，避免发生安全生产事故。第三节矿井设计概况一、工程建设性质该项目为扩建工程。拜城县温巴什煤矿东竖井始建于1993年5月，1995年4月投产，目前井田范围内先后建有一个立井、一个斜井和一个斜风井，矿井现核定生产能力为3万t/a,2003年实际生产能力为1万t/ao立井：井筒沿As煤层底板岩石布置，井口坐标X=4665944.97m,丫=14606388.44m,Z=+2058.7m,井筒断面上部为矩形、下部为圆形，净尺寸为3.2X1.6m、净直径为2.0m,现浇碎支护，支护厚度300mm,井深81m,该井未使用；混合提升斜井：为现生产井，基本沿筋煤层走向布置，井口坐标X=4665884.9m,丫=14606199.5nbz=+2059.6m,井筒倾角23°14',铺设15kg/m钢轨，至+1982m水平井筒斜长197.58m,井筒断面为圆弧拱红砖砌石宣支护，净断面积4.16m2,井筒内敷设动力电缆、行人台阶，兼做矿井安全出口；斜风井：为现生产井的回风井，沿As煤层倾斜折返式布置，井口坐标X=4665928m,Y=14606446m,Z=+2050.5m,斜长77.2m,断面为正方形，净尺寸1.1X1.1m,大部分为裸体巷道，仅局部用木支护,井筒内设爬梯，兼做矿井安全出口。
20目前开采+2005〜+1982m水平之间的As、A6>A9号煤层，立井以东400m范围内+1982m水平以上已采完，采煤方法为仓储式，矿井排水量为8m3/d,通风系统为并列式。二、井田开拓与开采1.井田境界根据新疆维吾尔自治区国土资源厅新国土资采划［2004］092号文《划定矿区范围批复》，井田境界拐点坐标见表表1-3-1井田境界拐点坐标表坐标坐标拐点X(m)Y(m)S,465590014605650s2466604014606845S3466631214608162S,466603814608213S5466581514606855s6466567014605670限制开采水平：+2164m〜+1700m井田东西走向长2.558km,南北平均倾斜宽0.24km,面积0.6141km2o二、地质资源储量根据《新疆拜城县温巴什煤矿东竖井生产地质报告》、《储量认定书、评审意见书及储量分割证明》批准的地质资源量为：控制的经济基础量（332）199万t、推断的内蕴经济资源量（333）680万t,共计879万to按GB/T17766—1999《固体矿产资源/储量分类》国家标准，批准矿界内煤炭资源储量：控制的经济基础储量（332）：199万t；推断内蕴经济资源量（333）：680万t。根据新国土资采划［2004］第092号文《划定矿区范围批复》，扣除+1982m以上已开采的地质资源量22.1万t和开采范围外+1700m以下地质资源量97.7万t,经计算井田内地质资源量为759.2万t,其中控制的332资源量198.7万t,推断的333地质资源量
21528.56万t。矿井工业资源储量为462.98万t,占总地质资源量的95.8胎矿井设计资源储量为354.46万t。矿井地质资源储量汇总见表l-3-2o矿井地质资源量汇总表表1-3-2单位：万t水平煤层编号地质资源量333(D)折减量矿井工业资源储量332333334小计+1982〜+1850m水平a526.8541.80068.6520.9047.75Ae82.0105.680187.6852.82134.86Ag82.49082.4941.2541.24小计108.85229.970338.82114.99223.83+1850〜+1700m水平As31.0553.85084.9026.9257.98Ag58.80150.820209.6275.41133.71Ag93.92093.9246.9646.96小计89.85298.590388.44149.29239.15合计198.70528.56727.26264.28462.98三、安全煤柱的留设和计算方法矿井安全煤柱主要是井田边界保护煤柱、井筒保护煤柱、回风水平与上部采空区之间的隔离煤柱。1.井田边界保护煤柱：井田东、西部边界各留设20m宽的安全煤柱。2.井筒保护煤柱：因混合提升斜井、立风井井筒均沿煤层底板岩石掘进，井筒不压煤，不需留设井筒保护煤柱。工业场地位于开采煤层外不需留设保护煤柱。
221.回风水平与上部采空区之间留设斜长20m的安全隔离煤柱。2.断层隔离煤柱：按《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的要求断层上下盘各留设20m宽的断层隔离煤柱。矿井设计可采储量=矿井设计资源储量一（永久煤柱损失+开米损失）X米区回米率矿井设计可采储量见表1-3-3o矿井设计可采储量汇总表表1-3-3单位：万t水平煤层矿井工业资源储量永久煤柱损失矿井设计资源储量开采损失可采储量井田边界煤柱水平隔离煤柱断层隔离煤柱小计+1982+1850m水平As47.750.87.398.1939.569.8929.67Ae134.863.2815.1218.40116.4423.2993.15Aq41.241.288.329.6031.647.9123.73小计223.835.3630.8336.19187.6441.09146.551850〜+170Qn水平Ao57.980.287.528.3616.1641.8210.4631.36Ae133.712.9817.6716.8137.4696.7519.3577.40A946.961.487.959.2818.7128.257.0621.19小计239.154.7433.1434.4572.33166.8236.87129.95全矿井合计462.98462.9833.1465.28108.52354.4677.96276.50注：采区回采率厚煤层按75%、中厚煤层按80%计算。3.矿井设计生产能力及服务年限（1）矿井设计生产能力该矿为扩建矿井，矿井设计生产能力为9万t/a。（2）矿井服务年限
23矿井年工作日330d,每天三班作业，其中二班生产，一班准备。日净提升时间14ho矿井设计生产能力为9万t/a,矿井设计可采储量276.5万t,设计考虑1.4的储量备用系数，矿井及水平服务年限经计算为21.9a,其中+1850111水平以上服务年限11.6a。1.井田开拓方式根据该矿井的地形地貌、设计规模、煤层赋存条件和开采技术条件，考虑到+1700m水平以上服务年限21.9a,在考虑深部水平开采的前提下，经过多方案比选后提出以下三个开拓方案进行技术经济比较。方案I：利用原斜井延深作混合提升斜井和立井作风井开拓方案利用原有主斜井刷大、延深作为矿井扩建后的混合提升斜井，混合提升斜井位于井田的西部，斜井井筒倾角23。14,，已有井筒断面为圆弧拱红砖碎支护，井筒净宽为2.0m,净断面积由4.16m2刷大为5.7m2,单钩串车提升，已有井筒斜长为197.58m,碑至+1850m第一水平，延深段斜长为334.62m,总长度为532.2m,沿煤层走向伪斜布置，担负全矿井提煤、提砰、升降人员、下放材料、设备及进风等任务，铺设钢轨由15kg/m改为22kg/m,设行人台阶及扶手，兼作矿井安全出口。利用原有立井作为矿井扩建后西采区的回风井，立风井位于混合提升斜井以东200m处，井筒垂深81m,沿A5煤层底板岩石布置，立井断面上部为矩形碎支护，井筒净尺寸为3.2X1.6m,净断面积为5.12m2,井筒垂深45m；下部断面为圆形，净直径2.0m,净断面积3.14m2,井筒垂深36m,担负矿井西采区的回风任务。新掘立风井位于2勘探线以东170m处，井筒净直径2.5m,至+1850m水平深度为170m,沿煤层底板岩石布置，立风井断面为圆形碎支护，井筒净断面积4.91m2,
24井筒内设金属梯子间，担负矿井东采区的回风任务，兼作矿井安全出口。利用原有斜风井作为矿井西采区的安全出口，安全出口为折返式沿A6煤层倾斜布置，断面采用矩形锚杆支护，净断面积L44m2,倾角为77°〜80。，平、斜巷长度为77.7m,内设有铁爬梯。矿井通风系统为分区式。至+1700m二水平，混合提升斜井采用暗斜井延深，整个井田划分为上下二个单翼采区、二个双翼采区开采。方案II：新掘混合提升立井、立风井开拓方案新掘混合提升立井位于2勘探线西110m处，井筒装备一对单层单车普通罐笼，井筒净直径5.0m,净断面积19.6m2,井筒至+1850m一水平垂深为180m,沿A5煤层底板岩石布置，担负全矿井提煤、研石、升降人员、下放材料及设备任务，井筒内设金属梯子间，兼作矿井进风井及安全出口。新掘立风井位于2勘探线以西约75m处，井筒净直径2.5m,至+1850m水平深度为170m,沿As煤层底板岩石布置，立风井断面为圆形碎支护，净断面积4.9加2,井筒垂深46m,井筒内设金属梯子间，担负矿井东采区的回风任务，兼作矿井安全出口。利用原有立井作为矿井扩建后西采区的回风井，兼作矿井第二安全出口，同方案I。矿井通风系统为分区式。至+1700m二水平，两立井井筒可直接延深，整个井田划分为上下二个单翼采区、二个双翼采区开采。方案in：新掘混合提升斜井、立风井开拓方案
25新掘混合提升斜井位于0勘探线东42m处，沿As煤层走向底板岩石伪倾斜布置，采用单钩串车提升，井筒倾角25°,井筒至+1850m水平井筒斜长450m,井筒断面为半圆拱锚喷支护，井筒净宽为2.5m,净断面积为5.7m2,井筒延深至+1700m斜长为805m,担负全矿井提煤、提研、升降人员、下放材料、设备及进风等任务，铺设22kg/m钢轨，井筒内设行人台阶及扶手，兼作矿井安全出口。利用原有立井作西采区风井，兼做矿井安全出口，同方案I。新掘立风井担负矿井东采区的回风任务，兼做矿井安全出口同方案担负矿井东采区的回风任务，兼做矿井安全出口，同方案II。矿井通风系统为分区式。至+1700m二水平混合提升斜井直接延深，整个井田划分为上下二个单翼采区、二个双翼采区开采。开拓方案详见插图1-3-1,插图l-3-2o以上三个开拓方案主要技术装备及不同部分工程量、投资、运营费等经济比较结果见表2-3-1o以上三个开拓方案技术比较如下：方案I优点：1.原有的斜井、立井、斜风井及+1982m水平部分巷道得到充分利用；2.提升系统简单，矿井投产时配1套提升设备，井巷工程投资和提升设备总投资较方案II低312.55万元、较方案IH低12.27万元;3.利用原有立井作风井矿井开采一水平时井筒不需要延深，可减少矿井初期建设投资；4.斜井施工工艺简单，施工速度快，人员上下较方便。
26方案I缺点：1.井筒断面小需刷大、支护、重新铺设轨道，斜井井筒及工业场地保护煤柱留设量较方案III多51.8万t,缩短矿井服务年限约4.la,使煤矿经济收入减少591万元；2.开采二水平时需采用暗斜井延深，二段提升、二段排水，年运营费较方案H、IH高；3.利用原有斜井刷大、支护、延深、铺轨，影响现有矿井的正常生产；4.井筒提升设备能力较方案II小，矿井增产潜力小；5.工业场地地形较方案H、IH复杂，工业场地建（构）筑物布置较困难，填挖方量较方案H、IH大；6.工业场地及行政福利设施布置较分散，矿井生产期间不便于管理。方案n优点：1.混合提升立井井筒提升能力较方案I、in大，矿井增产潜力大；2.工业场地及行政福利设施布置较集中，矿井生产期间便于管理；3.矿井建设不影响现有矿井的正常生产，提升设备功率小，年运营费较方案I、HI低。方案n缺点：1.井巷工程量及投资、提升设备总投资较方案I高312.55万元、较方案HI高300.28万元；2.混合提升立井井筒施工工艺复杂，施工速度慢，施工难度大;3.工业场地地形较方案H、HI复杂，工业场地建（构）筑物布置较困难，填挖方量较方案n、m大。方案in优点：
27i.工业场地地形较方案I简单，工业场地及行政福利设施布置较集中，矿井生产期间便于管理，工业场地建（构）筑物填挖方量较方案I、H小；1.提升系统简单，矿井投产时井巷工程投资和提升设备总投资较方案n低300.28万元；2.井筒及工业场地保护煤柱留设量较方案I少51.8万t,可延长矿井服务年限约4.1a,使煤矿经济收入增加591万元；3.开采二水平时井筒可直接延深，斜井施工工艺简单，人员上下较方便。方案in缺点：1.原有井巷工程利用少，井巷工程投资和提升设备总投资较方案I高12.27万元;2.井筒提升设备能力较方案II小，矿井增产潜力小。以上三个开拓方案主要技术装备及不同部分工程量、投资、运营费等经济比较结果见表1-3-4o开拓方案经济比较表（各方案不同部分）表1-3-4项目比较内容\方案1（利用原斜井延深）方案n（新掘混合立井）方案HI（新掘混合斜井）筒征井特净断面（m2）5.719.65.7倾角（°）23.239025长度（m）至一水平:531.2至4平:911.5至一水平:180至二水平：330至一水平：450至二水平：805井筒装备单钩串车提升一对单层单车罐笼单钩串车提升井筒装备费（万元）109.97.36井巷工程投资（万元）174.97320.71195.69提升设备及安装投资（万元）124.26142.44107绞车JTP-1.6X2.0/30JTPB-1.2X1.0/30主井：2JK-3X1.5/31.5JK-2.5X2/20
28电机功率（kW）75+3790280绞锄速度（m/s）4.02.53.8年耗电量（kWh）698877220556621837最大年产量（万t）11.514.5（平均）11.5土建工程（万元）1.7540.483.2投资合计（万元）300.98613.53313.25年运营费（万元）67.6463.8763.36井筒保护煤柱（万t）51.851.80综合以上各开拓方案的技术、经济比较结果，方案I年运营费较方案II、in高，方案m井巷工程投资和提升设备总投资虽比方案I高12.27万元、较方案H低300.28万元，且井筒及工业场地不压煤，使煤矿经济收入增加591万元，斜井施工工艺简单，矿井建设不影响现有矿井的正常生产，工业场地及行政福利设施布置较集中，矿井生产期间便于管理等优点：故设计推荐方案in为本井田开拓方式。矿井开采+1850m水平〜+1700m水平时斜井和风井井筒可直接延深，优点是采上山煤，提升绞车电机功率小，投资较低，吨煤生产成本低；缺点是分水平需设两套排水、变电所等铜室。混合提升斜井：井筒倾角25°,沿As煤层底板岩石伪倾斜布置,至+1850m水平井筒斜长450m,采用单钩串车提升，井筒内铺设22kg/m的钢轨及固定道床，该井筒担负全矿井提煤、肝石、升降人员、下放材料及设备等提升任务，井筒断面为半圆拱锚喷支护，井筒净宽为2.5m,净断面积为5.7m2,井筒延深至+1700m斜长为805m,井筒内敷设排水管、消防洒水管路、注氮管路，动力、通讯、信号电缆，兼作矿井进风井及安全出口。混合提升斜井井筒内自井口向下每隔40m设一躲避碉室，为方
29便上下人员，井筒内设行人台阶、扶手及排水沟，。东风井：沿As煤层顶板岩石垂直布置，至+1982m水平井筒长度板岩石布置，立风井断面为圆形碎支护，井筒净断面积4.91m2,井筒内设金属梯子间，担负矿井一(三采区)的回风任务，并兼作矿井的安全出口。利用原有立井做为矿井开采西采区的回风井，西风井位于混合提升斜井以东45m处，井筒深度为81m,沿A5煤层底板岩石布置，立井断面上部为矩形碎支护，井筒净尺寸为3.2XL6m,净断面积为5.12m2,井筒垂深45m；下部断面为圆形碎支护，净直径2.0m,净断面积3.14m2,井筒垂深36m,担负矿井二(四)采区的回风任务。利用原有斜风井作为矿井西采区的安全出口，安全出口为折返式沿A6煤层倾斜布置，断面采用矩形锚杆支护，净断面积L44m2,倾角为77°〜80°,平、斜巷长度为77.7m,内设有铁爬梯。各井筒断面见插图1-3-1＞插图1-3-2,插图1-3-3o井筒特征见表l-3-5o井筒特征表表1-3-5井筒名称井口坐标(m)井口标图(m)方位角(°)倾角(0)断面积(m2)支护方式XY净掘进厚度(mm)材料混合提升斜井466604714606938+2040.0270255.76.76100东风井466612014607422+2028.082904.917.07250碎西风井466588486514606199.511+2059.5684.8623.234.166.19250毋根据井田内煤层赋存条件、资源量分布及设计生产能力，全矿井共划分二个水平开采。
30一水平标高+1982〜+1850m,阶段垂高132m；二水平标高+1850m〜+1700m,阶段垂高150m。采区划分及开采顺序：该井田走向长度2.568km,煤层赋存条件沿走向、倾向变化不大,设计沿煤层走向每个水平以混合提升斜井为中心划分一个双翼采区，西部划分一个单翼采区，每个水平划分二个采区，全矿井共划分四个采区。采区开采顺序先采一水平后采二水平；一水平先采一采区、后采二采区；二水平先三采区、后采四采区。采区内煤层按自上而下的顺序开采。6.采区布置及主要设备选择(1)采煤方法矿井开采煤层为急倾斜中厚〜厚煤层，自下而上煤层编号As、A§、A9,为本矿井主要可米煤层。As煤层：为矿井可采煤层，煤层较稳定、结构较简单至复杂。煤层厚度1.08~4.30m,平均厚度1.82m,下部含1〜2层炭质泥岩夹研，As与A6煤层间距0.58〜2.32m,平均间距1.81m,煤层顶板为炭质泥质粉砂岩及炭质泥岩，底板为炭质粉砂岩。A6煤层厚度1.74〜6.81m,平均厚度4.01m,含1〜2层炭质粉砂岩、炭质泥岩夹砰，煤层顶板为炭质泥岩、中细砂岩，底板为细砂岩、炭质粉砂岩。Ag煤层：为矿井可采煤层，煤层较稳定、结构简单，无夹砰，煤层厚度1.30〜2.22m,平均厚度1.90m,由东向西沿走向逐渐增厚。煤层顶板为炭质粉砂岩，底板为炭质泥岩，与A6煤层间距15.78〜30.0mo根据新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤行管发[2005]387号“关于对拜城县弘利煤炭有限责任公司煤矿《矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》的批复”，本矿井煤层中的相对瓦斯涌出量6.46m3/t,绝对瓦斯涌出量0.48m7min；二氧化碳相对涌出量9.60m7t,二氧化碳绝对涌出量0.67n?/min”,鉴定结果该矿井属低
31瓦斯矿井。根据矿井煤尘爆炸试验结果，煤尘火焰长度大于400mm,扑灭火焰的岩粉量达70%,各煤层煤尘均具有爆炸危险性。根据对Ag、Ag煤层进行着火点试验，△T「3)37°C~41°C,氧化程度53.54%〜43.52%,各煤层属易自然发火煤层，自然发火期为3〜6个月。经生产井地质调查井温不超过21℃,因此井田属地温正常区。井田内煤层顶、底板岩石炭质泥岩、炭质粉砂岩、粉砂岩属于抗压强度较低、稳定性较差的岩石，粗砂岩、细砂岩抗压强度较高，属于中等坚硬、稳定性较好的岩石。根据煤层赋存条件和开采技术条件，结合《煤炭工业小型煤矿设计规定》，考虑到煤矿生产技术和管理水平，经多方案比较后，设计提出以下两种采煤方法进行技术经济比较。方案I:走向长壁急倾斜水平分段悬移顶梁液压支架放顶煤爆破落煤采煤法该采煤方法适用于MA6煤层联合开采，工作面运输顺槽沿As煤层底板布置，工作面回风顺槽沿上煤层顶板布置，两顺槽之间通过回采工作面连通。工作面支护采用XDY-1TY型悬移顶梁液压支架,采煤采用MSZ—12A型煤电钻打眼爆破落煤，工作面配备1台SGB—420/30型刮板输送机运煤，工作面运输顺槽配备1台DTL65/22D型带式输送机运煤。区段高度20m,工作面开帮高度2.2m,放顶煤高度17.8m,一日2个循环，循环进度1.6m；经计算工作面生产能力达9.02万t/ao方案H：走向长壁伪倾斜扁八字形柔性掩护支架一次采全高采煤法该采煤方法适用于Ag煤层开采，工作面回风、运输顺槽沿煤层走向布置，工作面与水平面成30°伪倾斜布置。工作面支护采用11号矿用工字钢梁扁八字形柔性掩护支架，采煤选用MSZ—12A型煤电钻打眼爆破落煤，配备搪瓷溜槽运煤，工作面运输顺槽配备1台DTL65/22D型带式输送机运煤。区段高度30m,采高1.8〜2.2m,矿井达产时需配备1个50m长回采工作面。
32上述两个方案的技术比较如下：方案I优点：1.分段开采高度为20m,工作面单产较高，回采工作面煤炭运输环节少，工作面回采工艺简单，便于管理。适用于A5>A6煤层联合开采；2.矿井生产期间吨煤生产成本低；3.悬移液压支架可实现迈步前移，移架、回柱工作量小，工人劳动强度较方案I［低;4.工作面煤炭回收率较方案H高，矿井投产时井巷工程量及设备投资较方案H低。方案I缺点：1.一个水平需分6个水平分段回采，采区巷道工程量和万吨掘进率较方案II高，对工人技术水平要求较方案n高；2.因As、A6煤层间距小，需联合开采，为降低煤中的含砰率，两煤层中间需布置一个排研巷道，放顶煤冒落的岩石，需由人工拣出；4.工作面设备投资较方案II高。方案n优点：1.工作面回采工艺较方案I简单，对工人技术水平要求较方案I低，适用于开采Af,煤层；2.一个水平分4个区段回采，采区巷道工程量及投资较方案I低，万吨掘进率较方案I低；3.工作面设备投资较方案I低。方案n缺点：1.在支架下放过程中，顶底板两侧可能出现窜研、支架切入顶板或底板现象；
331.工作面煤炭回收率较方案I低，矿井投产时井巷工程量及设备投资较方案I高。2.回采工作面煤炭运输环节多，工作面回采工艺较方案I复杂;3.工作面工人移支架劳动强度较方案I大；4.矿井生产期间主要材料消耗量、吨煤生产成本较方案I高，回采工效较方案I低，对易自然发火厚煤层开采不利。通过技术、经济、安全生产条件方面比较，设计结合矿井规模、不同煤层的赋存条件和开采技术条件，为改善工作面安全条件，减轻工人劳动强度、降低万吨掘进率和生产成本，在保证矿井产量的前提下实现安全生产。综合考虑各方面因素并结合该矿的实际情况，设计推荐开采As、A6煤层时选用走向长壁急倾斜水平分段悬移顶梁液压支架放顶煤爆破落煤采煤法；开采加煤层时选用走向长壁伪倾斜扁八字形柔性掩护支架一次采全高爆破落煤采煤法。(2)工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型采煤：选用MSZT2A型湿式煤电钻打眼，爆破落煤。装煤：采用爆破自装配合人工擢煤。运煤：搪瓷溜槽。(3)工作面支护、端头支护、超前支护工作面顶板管理方式为全部垮落式。1.开采Ag煤层时工作面支护：选用钢丝绳连接的柔性掩护支架,采用11号矿用工字钢梁加工成“扁八字形”型掩护支架，为使支架在工作面能保持稳定，先用长1〜2m的扁钢或角钢分组刚性连结,再用4道钢丝绳将各组柔性支架连结成为整体支架。支架间距为：参考类似生产矿井工作面支护参数，设计支架间距取0.35mo2.开采As、4煤层时工作面支护：选用悬移顶梁液压支架，型号XDY—1TY型二梁四柱支架。3.工作面上、下端头支护采用四对八梁，一梁三柱支护，顶梁
34采用长度为2.5m的n型钢梁，支柱采用DZ22单体液压支柱；超前支护采用长度为2.5m的n型钢梁，支柱采用DZ22单体液压支柱，一梁二柱，运输、回风顺槽加强支护段长度为20m,沿巷道走向采用双加强支护。(4)采区巷道布置与回采方式投产一采区走向长度东翼770m,西翼770m,倾斜长135m。工作面回采方向为后退式，即由采区边界向井筒方向后退式回采。混合提升斜井与回风石门、运输石门以甩车场形式联系，分煤层布置进风行人眼、运料眼、溜煤眼与+1982m水平、+1915m水平、+1850m水平运输巷、运输石门、车场联系。各煤层之间通过石门联系。矿井投产时在+1915m设辅助生产水平。+1982m-+1915m水平划分2个区段，上区段垂高67m；一采区走向长度1540m；其中东翼走向长度770m,西翼走向长度770m,+1850m~+1700m水平阶段垂高150m。一采区共划分为4个区段开采。回采Ag煤层一采区西翼一区段W11A901工作面的同时，在Ag煤层一采区东翼一区段掘进工作面运输顺槽及工作面回风顺槽，准备E11A901工作面，保证工作面生产的正常接续。回采A9煤层时在+1982m〜+1915m水平、+1915m~+1850m水平之间沿A9煤层倾斜布置专用回风上山；回采A5>A6煤层时在+1982m〜+1915m水平、+1915m〜+1850m水平之间沿A5煤层倾斜布置专用回风上山。(5)移交生产和达到设计能力时的采区数目、位置和工作面生产能力矿井达到设计生产能力9万t/a时，矿井投产采区为一个采区，一个回采工作面生产，投产工作面位于井筒西翼+1982m〜+1950m水平A。煤层中，工作面开采高度1.87m,工作面长度50m,铺设扁八字形柔性掩护支架，经计算工作面生产能力可达9.20万t/a,满足设计生产能力的要求。(6)移交生产和达到设计产量时的井巷工程量
35达产时井巷工程总长度为2914m,其中岩巷1574m,煤巷1340m；掘进总体积18407m',其中岩巷10331m;煤巷8076m3o万吨掘进率为323.8m/2045.2mo三、提升、通风、排水设备混合斜井井口标高：+2040m,一水平井底标高：+1850m,井筒垂深190m,井筒倾角25。，井筒斜长450m；二水平井底标高:+1700m,井筒垂深340m,井筒倾角25°,井筒斜长805m。提升设备：选用1台JK—2.5X2/20型单筒绞车，绞车配套的电动机选用YR355M—6型(N=280kWU=10kVn=586r/min)。通风设备：选用2台BK40—4—Nol2型轴流式通风机。其中1台工作，1台备用。风机配套的电动机选用YB225S—4型(N=37kWU=380V/660Vn-1480r/min)o排水设备：矿井排水设备按一水平最大涌水量选型，经计算选用3台D25—30X8型离心泵。正常、最大涌水期：水泵1台工作，1台备用，1台检修。水泵配套的电动机选用YB200L2—2型(N=37kWU=380V/660Vn=2950r/min)o排水管敷设2趟①89X4的无缝钢管。正常、最大涌水期：排水管路均1趟工作，1趟备用。吸水管选
36用中89X4的无缝钢管。四、井上、下主要运输设备1.井上主要运输设备矿井地面原煤、人员、材料设备的外部运输采用公路运输方式,工业场地内部采用窄轨铁路和道路联合运输方式。2.井下主要运输设备（1）大巷主要运输设备矿井投产一采区井下各运输水平车场及运输石门运距短，设计采用人推MFI.1—6US（A）lt翻斗矿车的轨道运输方式。（2）采区主要运输设备采区煤炭运输采取连续运输方式，采煤工作面配备1台搪瓷溜槽一＞W11A9O1工作面运输顺槽配备1台DTL65/22D带式输送机一＞溜煤眼--*+1915m水平运输大巷--*+1915m水平运输石门一*+1915m水平运输车场一＞混合提升斜井一＞地面。E11A901准备工作面运输顺槽掘进面运煤配备MFL1—6US（A）型翻斗矿车（人推It碎）,经+1915m水平运输石门（人推It矿车）-—1915m水平运输车场（人推It矿车）一►混合提升斜井（提升绞车）•一*地面。E11A901准备工作面回风顺槽掘进面运煤配备MFL1—6US（A）型翻斗矿车（人推It彝）,经+1982m水平运输石门（人推It矿车）—*+1982m水平运输车场（人推It矿车）一混合提升斜井（提升绞车）地面。
37五、地面生产系统井下工作面开采的原煤经过溜煤眼流入It翻斗矿车中，由人工将翻斗矿车推至运输水平车场，然后由地面绞车牵引至井口。矿车出井口后，再由人工将翻斗矿车推至卸载点处，将原煤翻入受煤坑漏斗中，原煤经此漏斗连续不断地给入原煤上仓带式输送机，并被运送至装车仓上部。带式输送机设有双侧犁式卸料器，原煤通过卸料器直接落入容量为50t的装车仓中，可随时装汽车，原煤也可经带式输送机机头溜槽直接落地，然后由装载机装汽车运往井田东部矿区洗选厂洗选后再运往国际煤焦化公司拜城焦化厂炼焦，经加工后的原煤全部用来炼焦。六、工业场地布置特征、防洪排涝、地面建筑及煤柱本矿工业场地范围内地形地势起伏不平，总平面布置根据矿井的开拓及现有的井口位置分区布置场区内的各类设施。工业场地由生产区、辅助生产系统、矿井水处理系统、给水系统、变电所及联合建筑等组成。混合提升斜井井口位于工业场地东部，地面生产区位于混合提升斜井井口南侧；矿井辅助生产区位于井口西南侧；变电所布置在场区的西北部；矿井水处理系统布置在混合提升斜井井口西侧；给水系统布置在场区北部。热风炉室布置在混合提升斜井井筒南侧；联合建筑布置在井口北侧。为防止春季雪融水和夏季降雨形成的暂时性洪水威胁本矿工业场地，设计在工业场地西侧布置了截洪沟。七、供电及通讯1.供电电源：本工程为已生产矿井的扩建工程,（由6万t/a扩建到9万t/a）,矿井位于拜城北东60kmo矿井现有电源为柴油发电机，不能满足《煤
38矿安全规程》第四百四十一条："矿井应由两回电源线路，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷。”的规定，故本矿扩建后需建两回电源线路。目前本矿周围电源有：黑英山35kV变电所和宿相35kV变电所，各电源点与本矿相互间的位置关系详见插图1-3-7o黑英山35kV变电所：位于本煤矿的北侧约45km处，电源引自俄霍布拉克UOkV变电所，目前所内主变容量为lX2000kVA。该变电所供电电源可靠。宿相35kV变电所：位于本煤矿西北俱IJ约30km处，电源引自拜城llOkV变电所，目前所内主变容量为lX2500kVA。该变电所供电电源可靠。本矿已与拜城供电公司签定了由黑英山35kV变电所和宿相35kV变电所各提供一回35kV电源的供电协议书（详见附录1）,并且取得了新疆国际煤焦化有限责任公司拟建本矿区35kV变电所的证明。根据新疆拜城弘利煤业有限责任公司（原温巴什乡煤矿）与拜成供电公司签定的供电协议书。新疆国际煤焦化有限责任公司拟在距本矿东侧5km建一座矿区35kV变电所。双回电源分别引自黑英山
3935kV变电所35kV母线侧，线路导线规格为LGJ—95长45km；和宿相35kV变电所35kV母线侧，线路导线规格为LGJ—95长30km。以解决在该矿区内三个矿井（梅斯布拉克一号井30万t/a、梅斯布拉克二号井15万t/a及本矿）的供电电源。2.电力负荷矿井用电负荷：10kV母线侧用电负荷用电设备总台数：用电设备工作台数：用电设备总容量：用电设备工作容量：计算有功功率：计算无功功率：矿井计算视功功率：自然功率因数：无功补偿：补偿后有功功率：补偿后无功功率：补偿后视在功功率：补偿后功率因数：年耗电量：75台；64台；987.47kW；803.33kW；525.17kW：384.17kvar；650.69kVA；COS①=0.81-240kvar（高压）;-96kvar（低压）；525.17kW；144.17kvar；544.60kVA；COS①=0.96；1035000kW•h；
40吨煤电耗：11.5kW•h/to3.送变电本矿井采用双回电源供电，在矿井工业场地设一座10kV变电所,由矿区35kV变电所10kV侧不同母线段引来两回LGJ—7O5km10kV架空线路至本矿10kV变电所作为矿井电源。当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷用电。为降低功率损耗，节约电能，设计在矿井10kV变电所内采用高、低压侧均进行无功功率补偿的方式。矿井供电电压等级：地面为10kV、380/220V,井下为10kV>660V、127V、36V04.lOkV线路技术特征矿井10kV架空输电线路规格为LGJ—70型；采用预应力锥形水泥杆；稍径：6190；平均杆高：12m；平均档距：50m；线路长度为5km(由矿区35kV变电所引至)，沿途均为丘陵地貌。5.短路电流计算(1)计算依据：因甲方未能提供黑英山35kV变电所及宿相35kV变电所侧母线短路参数。设计将供电系统按无穷大考虑。(2)短路电流计算结果和短路电流计算系统简图见插图及计算结果见表1-3-8o表1-3-8短路电流计算结果短路最大运行方式
41参数短路占八、、1"(kA)Io.2(kA)(kA)S"(MVA)So.2(MVA)(MVAd1.363.462.0624.724.724.73.地面供配电在矿井10kV变电所内10kV高压配电室内设置高压开关柜XGN2—10型共17台，高压静电电容器柜和放电电阻一电压互感器柜共4台，主接线采用单母线分段方式，变电所设分散式微机综合保护装置，采用信号集中，就地保护控制的方式；双列布置；进线处设计量表计。高压开关柜双列布置。两间变压器室内分别设2台S—200/10200kVA,10/0.4kV型降压变压器，低压配电室内设6台GGD型低压配电柜；单母线分段，单列布置。主接线方案见插图1-3-80为确保煤矿安全生产，绞车房采用双电源供电，一回工作，一回备用，由10kV变电所10kV侧不同母线段引入。扇风机房、制氮车间和给水泵房均采用双电源供电，一回工作，一回备用，由10kV变电所0.4kV侧不同母线段引入。生产系统采用双回路供电，一回工作，一回备用，除地面生产系统设XLK—1型尘密型动力配电箱配电外，地面其他车间配电均采用XL—21、XLK—2、XF—31型动力配电箱配电。4.井下供配电本矿井开拓为混合提升斜井开拓，采用单钩串车提升，矿井属低瓦斯矿井，有煤尘爆炸危险性，煤层易自燃发火，发火期3〜6个月。设计采用10kV高压下井，在井下设变电所一座。下变电所内10kV侧选用5台BGP49—10Z型矿用隔爆型高压真空配电装置；变电设备选用2台KS—160/1010/0.69kV160kVA矿用变压器；0.66kV侧选用7台DW80—200型矿用隔爆馈电开关、3
42台QJR4—85A型矿用隔爆真空磁力起动器、1台QC83—30N型矿用隔爆磁力起动器、3台JJKB30—660型检漏继电器、1台BZXT0/0.64.OkVA0.6/0.133kV型照明变压器综合保护装置。两回由工业区场地10kV矿井变电所10kV侧配出MYJV32—8.7/10kV3X25mm2下井电缆分别接至2台BGP49-10Z型矿用隔爆型高压真空配电装置，正常情况下，两回电源一回工作，一回备用(带电备用)，一回电源故障时，另一回电源能保证井下全部用电负荷。3.安全监控、信号及通讯系统(1)安全监控为矿井装备煤矿安全监控设备是保障矿井安全生产的主要措施之一，本矿井为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，煤层易自燃发火，依据《煤矿安全规程》的有关规定，结合本矿具体情况，为确保矿井的安全生产，设计本着系统安全，可靠，灵活实用，便于维护，节省投资的原则，确定选用KJ90型煤矿综合监控系统。通过此套系统实现对矿井井上下环境监测和生产监控。（2）束管检测本矿井采向采空区注氮的防灭火措施，根据《煤矿安全规程》第二百三十八条规定：采用氮气防灭火时，必须遵守下列规定：（四）有能连续监测采空区气体成分的监测系统。设计选用GC4085型多点采样色谱系统,该系统采用的是束管取样技术，通过束管对井下已经注氮后的采空区气体进行采样分析，对采空区煤炭自然的趋势/温度变化/空气含氧量进行连续预报，为管理提供科学依据，也为采区合理注氮提供了基础数据,彻底消除采面发火隐患。（3）生产系统控制及信号生产系统因只有2台设备，采用就地控制。（4）输送机控制及信号设计选用KJD2矿用带式输送机监控系统（由1套KJH17经济型
43带式输送机监控装置和1套ZK-1信号电控装置配6支拉线开关，2部KTT3型可拨电话）对井下W11A901工作面运输顺槽的1台带式送输机和1台刮板输送机实行实行控制和监测，该系统具有沿线急停、跑偏、堆煤、打滑、纵撕、温度、烟雾、自动灭火洒水等多种检测保护功能，连接简便，能准确识别故障性质和位置。并可通过每台控制装置上的控制模块实现上述设备的集中控制。可保证带式输送机（刮板输送机）安全运行，各带式输送机及刮板输送机均配套选取2〜4部KTT3型可拨电话沿斜井井筒布置，实现输送机机头、机中、机尾间的通讯联络。沿线间隔15nl设置一个紧急停车开关。胶带运输机道采用固定照明，选用节能隔爆荧光灯间距10m,机头铜室设CO2灭火器2个。3.提升设备控制及信号地面混合提升斜井绞车担负着运输人员、材料和砰石的任务，属一级负荷，采用双回路供电，电源分别引自地面所10kV不同母线段，绞车采用JTDK—PC—01S提升机电控系统（带动力制动），可实现过卷保护、反转保护、轴编码器失效保护、全行程限速保护、深指失效保护、制动油、润滑油过欠压保护、闸瓦磨损保护、通信错误、给定方向记忆，变频器软硬故障等安全保护功能。可实现满足《煤矿安全规程》第427条各项要求，是煤矿绞车提升和井筒通讯安全的可靠设备。混合斜井绞车提升信号均采用KXT18型提升信号装置，该装置由KXT18.1井口信号台、KXT18.2井底信号台、KXT18.3井口电源控制箱和KXT18.4井底电源控制箱组成。主机设在绞车房内，在+2040m井口、+1915m水平车场及+1850m水平井底车场各设有1台隔爆信号箱。此系统为矿用本质安全型，系统功能齐全，有可靠的安全保障，设有声光信号，数字记忆等功能。其信号闭锁有：（1）提升信号与绞车控制回路之间；（2）提升信号与罐笼、安全门、摇台控制回路之间；（3）与其他信号之间（事故、急停信号与其他信号之间；运人、运物和检修信号之间；提人方式下，井口信号台与井下信号台之间）;均存在闭锁关系。满足了《煤矿安全规程》第369、370条的要求，是煤矿绞车提升的安全可靠设备。4.通信
44矿井外部通信和行政电话：矿井对外通信采用已有卫星电话设施。矿井内部调度通信：在矿调度室设DDK—6s64门生产调度程控电话总机，作为井上下生产调度通信用。矿井地面通信采用架空通信线网，采用HUVV22矿用通信电缆架空敷设,接户线均为HYAC—2X0.5型轻型被复线。井下通信采用KTA7型矿用电话耦合器将地面调度电话总机与井下电话连接起来，构成井下安全火花型防爆通迅系统。下井通信电缆经耦合器（设在矿调度室内）引出后，通过架空（地面部分）和沿井壁（井下部分）敷设至井下分线盒。地面电话分机采用双音频电话桌机，井下电话分机采用本质安全型电话机。矿井电话分布详见附表1-3-9、1-3T0。地面电话分布明细表表1-3-9用户名门数用户名门数用户名门数办公室5锅炉房1扇风机房1矿灯房1机修间1扇风机房]10kV变电所1给水泵房1制氮机房]绞车房1坑木加工房1器材库]生产系统1空气加热室1消防器材库1井下电话分布明细表表1-3-10用户名门数用户名门数用户名门数井下变电所1W11A901工作面回风顺槽乳化液泵站1E11A901工作面运输顺槽掘进面1WUA901工作面回风顺槽1E1IA901工作面回风顺槽掘进面1W11A901工作面运输顺槽1采煤工作面1井下水泵房1八、给水、排水、采暖通风及供热
451.给水矿井用水量计算只考虑工业场地用水，主要包括地面生产、生活、消防用水及井下灭火、防尘、冲洗巷道用水。根据国家及煤炭行业颁布的有关现行设计规范、规程、标准计算：地面最大日用水量约53.5m：',一次消防用水量为144m3,详见表1-3-11；井下最大日用水量约130m3,一次消防用水量为162m3,详见表1-3-120地面用水量计算表序号用水名称摘要用水标准用水时间设计用水量备注Km3/dmVh1职工日常生活用水每天出勤122人，其中最大班49人每人每班15L每班用水8h3.01.830.282职工食堂炊事用水每天出勤122人，按每人每日两餐计每人每餐10L每天用水20h2.02.440.243浴室用水原煤生产每天109人，其中最大班43人每人每班60L每班充水2h1.06.541.29冷、热水予先储存在水箱内4洗衣用水每天下井104人，每人每天洗1.5kg干衣每kg干衣60L每天洗衣12h1.59.361.175轮班宿舍生活用水按137张床位考虑每人每天50L每天用水20h3.06.851.03房间只设给水龙头6热水锅炉补充用水设计规模2X0.2MW,系统循环水量14m3/h循环水Q的4%每天补水16h1.08.960.56设计水温为95〜70℃7生产系统降尘洒水按同时使用3个防尘喷嘴计算每个每秒0.1L每天洒水10h1.010.81.088其它用水指未预见水量及管网损失1〜7项的15%每天用水20h2.06.980.709合计53.56.35
4610消防用水按地面同时发生一次每次每秒火灾延续1.014472.0水池补水火灾考虑20L2h时间W96h本次设计以梅斯布拉克河谷潜水作为地面供水水源，以煤矿井下排水作为井下供水水源。地面采用“大口井取水一汽车拉运f二次加压”供水系统，井下采用“加药混合f澄清过滤f静压入井”供水系统。先利用移动式潜水泵给水罐上水，每日用2辆10t汽车拉三次，拉运至工业场地后自流卸入地面用水蓄水池，再经给水设备加压后向地面供水。在梅斯布拉克河床边凿一眼大口井集取河床地下潜水，单位涌水量预计可达12m3/h,而矿井最大用水量仅为6.35m/h,其水量可满足煤矿用水要求。大口井6XH=4.0mX6.0m,钢筋混凝土结构，；地面用水蓄水池V=200nl'、3XH=9.0mX3.5m,钢筋混凝土结构；给水泵房LXB=9.OmX4.5m,地面以上高度与地面以下深度均为3.5m,装设50DL12—12X2型变频调速给水泵(Q=12n?/h、H=24m>N=3.OkW)和100DL72—20X3型消防泵(Q=72m7h.H=60m、N=22kW)各2台。井下用水量计算表表1-3-12序号用水设施名称同时用水设施数量单位设施用水标准日工作小时数设计用水量Km3/dm3/h1防尘喷雾装置7处10L/min121.050.44.202风流净化水幕4道10L/min201.048.02.403放炮喷雾装置1处20L/min21.02.401.204湿式煤电钻6台5L/min81.014.41.805冲洗巷道给水栓2个20L/min61.014.42.406合计13012.07消防用水量16245.0其中：消防水枪2支2.5L/s61.010818.0自动喷水灭火装置1套7.5L/s21.054.027.0
47地面生产、生活、消防给水管道合并，采用临时高压消防给水系统。给水管道均采用硬聚氯乙烯（PVC—U）给水塑料管，埋地1.2m深敷。室外给水管网布置成环状，主要配水管道规格为DN150,并按要求设地下式消火栓，间距控制在100m之内。1.排水矿井工业场地的排水主要由两部分组成：一部分为生活污水，主要来自行政及公共建筑，最大排水量约25m7d；另一部分为井下废水，正常涌水量约334nl'/cl。生活污水属优质杂排水，基本为淋浴和洗衣污水，不含粪便。鉴于水量较小，污染程度较轻，加之矿井所处位置环境容量较大，经V=20m3污水池收集沉淀，春、夏季用于矿区的绿化，冬季可在矿区洼地进行储存。井下排水送至地面矿井水处理间，经加药、混合、澄清、过滤等工艺处理后，自流至井下用水蓄水池。井下采用静压供水，直接从井下用水蓄水池接管。水处理设计能力Q=25m3/h,选用JXY—2/1型集装式加药器、DH—150管道混合器、SSJ—101D型一体化净水器各1台，布置在LXBXH=9.0mX6.OmX4.5m矿井水处理间内；井下用水蓄水池V=300m;4）XH=11.lmX3.5m,钢筋混凝土结构，详见国家建筑标准设计96S815o井下废水受开采过程中煤尘和岩尘的轻度污染，水中悬浮物浓度稍高，经净化处理后作为煤矿井下的供水水源，春、夏季用于矿区的绿化，冬季可在矿区洼地进行储存。2.采暖为了节约投资，保留建筑物仍沿用火墙采暖。新增建筑物实行
48集中供热，设计热负荷约258kW、热媒为95℃〜70℃低温热水，由2台SZLO.7—0.7/95/70-AII型热水锅炉直接供暖。1.生活供热食堂每天用餐人数122人，设2台1.5m-冰柜作为冷藏设备。食堂炊事、消毒用热采用方便、安全、卫生的电热设备，用户自理。淋浴、洗衣热水以锅炉房95〜70℃热水作为热媒，通过换热设备获得。最大加热水量约2.5m3/h,经计算热负荷为87kWo每天加热水量约16m上年工作330d、热效率取68%、标煤热值为8140W/kg、经计算耗标煤33t/a。选用1台6=300mm、Lo=L5m、A=2.0m?波纹管换热器，布置在锅炉房内部。浴室采用双管淋浴，上部设V=2.0m3装配式冷、热水箱各1座。2.井筒防冻井筒总进风量22m7s,由混合提升斜井进入，入井空气采用空气加热器进行加热，井筒防冻设计热负荷716kW,需加热风量10.28kg/So热风和冷风在井筒内混合，混合后温度为2℃,热风口位于井口以下3〜4m。空气加热设备年运行140d、热效率取65%＞标煤热值为8140W/kg,平均热负荷以设计热负荷的60%计，经计算空气加热耗标煤454t/ao选用4片SRL15X10/3型绕片式空气加热器，2片串联为1组，共2组。净通风面积L38m2,散热面积510m2o经计算质量流速为5.9kg/m"•s＞传热系数约24.3w/m?,k、散热面积富余量约26%、空气通过2片加热器压力损失约108Pao选用2台T40—8—15°型轴流风机，其技术参数为Q=12301m3/h,H=140Pa,N=l.IkW,
49n=960n/mino布置在LXBXH=6.6mX4.5mX3.2m空气加热室内。1.地面消防洒水根据《建筑设计防火规范》GBJ16—87（2001年版），地面建筑物室内消火栓用水量5L/s,室外消火栓用水量15L/s,火灾延续时间2h,一次消防用水量为144nl）地面消防给水与生产、生活给水管道合并，采用临时高压消防给水系统。地面用水蓄水池（V=200m3）贮存有地面一次消防水量，给水泵房内装设有2台100DL72-20X3型消防水泵（Q=72m3/h＞H=60m、N=22kW）,可以保证消防所需的水量和水压。室外设计有环状给水管网，管径2DN100,并布置有6座SA100/65—1.0型地下式消火栓，间距＜120m、保护半径＜150m,其管道规格与消火栓数量、位置均可满足室外消防用水的使用要求。地面洒水主要用于生产系统的防尘，由地面给水管网直接供水。在原煤卸载点、带式输送机机头卸料点、装车点等产生大量粉尘的生产环节固定安装62.5mm圆锥形空心防尘洒水喷头，系统设计流量0.3L/s、喷头工作压力0.25MPa。喷雾降尘应与产生粉尘的时间保持同步，以免产生积水。7.井下消防洒水根据《煤矿井下消防、洒水设计规范》(MT/T5032-2003),消k栓系统用水量5.0L/s,火灾延续6h；自动喷水灭火装置用水量7.5L/S,火灾延续2h。经计算一次消防用水量为162mI井下用水蓄水池(V=300m3)储存有井下一次消防水量，所处位置可以保证井下消防所需的水量和水压。井下采用静压供水，直接从该水池接管，接管规格为DN150。井下消防与防尘洒水实际为同一系统，两种管道合二为一。井
50下消防洒水管道沿混合提升斜井引入井下，同时在敷设供水管路的各条巷道和顺槽每隔100m处、掘进巷道中的岩巷每隔100m处与煤巷每隔50nl处、以及转载点等需要冲洗巷道的位置，均设DN25给水栓，并配备阀门及软管，主要用来冲洗巷道和接入湿式煤电钻、乳化液泵站等用水设备，同时也具有灭火功能。井下消防洒水管道采用无缝钢管，卡箍件连接。最大静压PQ1.9MPa,最大承压管道内径d=80mm,普通钢最大允许应力[6]=113MPa,无缝钢管焊缝系数6=1.0,则理论管壁厚度6j=PXd/(2X[6]X4))=1.9X80/(2X113X1.0)弋0.67mm。考虑制造壁厚公差及腐蚀裕度的附加值2.5mm,设计采用的钢管壁厚626j+2.5=0.67+2.5=3.17mm。经水力计算和管材强度验算，主要选用6159X5.0mm、6108X4.5mm、689X4.0mm三种规格。为了防止消防用水装置压力过高，同时避免降低防尘喷雾压力，在上述所有接管位置均装设200X-2.5型减压阀，将压力控制在0.4MPa左右。为了安全起见，在上述安装消火栓的地点同时设置灭火级别为3A的手提式高倍数泡沫灭火器。一般喷雾装置的压力通常不低于1.OMPa,但给水栓的压力一般不需要过高，所以在给水栓前端均装设200X—2.5型减压阀，将压力控制在0.4MPa左右。放炮喷雾购置专门研制的成套标准产品，净化水幕选用62.5mm圆锥形实心喷头，一般喷雾选用62.5mm圆锥形空心喷头。九、技术经济（一）建井工期矿井建设是在现有矿井开拓的基础上进行，具备一定的基础条件。矿井建设施工准备工作可在2个月内完成。在此期间，要求作好组织准备、资金准备、技术准备、施工队伍及施工机械准备等工作，作好道路、水、电、通讯及场地平整等工作，办理好工程建设所需要的协议、合同、文件等正式开工前的准备工作。1.矿井施工准备期预计为2个月，井巷工程施工期为15个月，
51机电设备安装联合试运转1个月，矿井建设总工期为18个月。1.施工进度：煤层平巷200m/月，煤层斜巷150m/月，岩石平巷100m/月，岩石斜巷80m/月，嗣室400m7月，立风井45m/月。2.井巷主要连锁工程为：混合提升斜井一一1850nl水平运输车场-一1850nl水平运输石门一4Hl风眼一＞+1982mA9煤层回风巷一＞+1982m水平回风石门一►东风井。3.产量递增计划：矿井移交投产即达到矿井设计生产能力9万t/a,一次建成，一次投产。（二）劳动定员该矿井设计生产能力9万t/a,矿井全员工效为2.Ot/T,年工作日330d,根据煤炭行业管理部门的有关规定,并结合矿井的实际情况，计算出矿井在籍人数为186人，人员构成详见表1-3-5。劳动定员表表1-3-5序号人员类别出勤人员在籍系数在籍人数一班二班三班合计—■原煤生产工人504635131166其中井卜工人3737311051.3136地面工人1394261.1530二管理人员311515原煤生产人员合计-534736136171三服务人员64212112四其他人员111313合计605239151186（三）经济分析矿井的建设总投资为2741.80万元，吨煤投资为304.64元
52/to其中：井巷工程为740.34万元，土建工程为470.69万元，设备及安装工程为1229.79万元，其他费用及预备费为369.8万元，建设期贷款利息及铺底流动资金为37.5万元，工程煤冲减投资-106.32万元。从投资构成的比例看，矿井的建设投资适中。矿井原煤生产成本估算为75.54元/t,根据该矿井的煤层赋存条件，估算出的原煤生产成本比较合适。该矿井的财务内部收益率为10.76%,财务净现值为131.94万元，投资回收期为8.56a,投资利润率为7.15%,以上评价指标符合煤炭行业及银行的规定，经济效益较好，财务评价可行，建议该项目立项实施。第二章通风和安全第一节概况一、井田瓦斯、煤尘、自燃及地温情况1.瓦斯根据新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤行管发[2005]387号“关于对拜城县弘利煤炭有限责任公司煤矿《矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》的批复”，本矿井煤层中的相对瓦斯涌出量6.46m7t,绝对瓦斯涌出量0.48m7min；二氧化碳相对涌出量9.60m7t,二氧化碳绝对涌出量0.67n?/min"，确定矿井属低瓦斯矿井。因矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告所测定的是现生产水平的数据，缺少+1982m水平以下深部煤层瓦斯和二氧化碳的涌出量及瓦斯梯度值，为此设计建议矿井在建设过程中，随时检测采掘工作面的瓦斯及二氧化碳涌出情况，矿井投产后并按规定补做矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量的鉴定工作，以便作为修改通风设计的依据。2.煤尘As、A9煤层中煤粉的火焰长度大于400mm,扑灭火焰的岩粉量均达70%,
53煤尘具有爆炸危险性。1.煤的自燃根据地质报告提供资料，Ae.A9煤层的自燃倾向性测试结果：氧化样345c〜361℃,氧化程度53.54%〜43.52%,还原样与氧化样之差AT为37℃〜41℃。属易自然发火的煤层，自然发火期为3〜6个月。2.地温在生产井地质调查时未发现地温异常区，井温不超过21℃,因此井田属地温正常区。二、随着开采深度的增加，瓦斯及地温变化预计及依据据地质报告提供资料，生产井未发现地温异常区，但随着开采深度的增大地温将有增大之势。根据矿井地质勘探报告提供资料，随着开采深度加深，井下瓦斯涌出量将有增大之势。第二节矿井通风一、通风方式和通风系统（一）煤层开采技术条件及矿井开拓方式1.煤层开采技术条件（1）瓦斯：根据新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤行管发[2005]387号“关于对拜城县弘利煤炭有限责任公司煤矿《矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》的批复”，本矿井煤层中的相对瓦斯涌出量6.46n）3/t,绝对瓦斯涌出量0.48m3/min；二氧化碳相对涌出量9.60m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.67m3/min"，确定矿井属低瓦斯矿井。（2）煤尘：矿井所开采的煤层煤尘均具有爆炸危险性。
54（3）煤的自燃：矿井所开采的煤层属易自然发火的煤层，自然发火期为3~6个月；（4）井田开采浅部煤层时地温变化不大，属地温正常区。1.矿井开拓方式设计矿井为混合提升斜井开拓，矿井投产时布置2条井筒，即混合提升斜井和东风井。混合提升斜井和东风井布置在As煤层底板岩石中。矿井划分为二个水平开采，每个水平划分一个双翼采区和一个单翼采区，全矿井共划分为四个采区。（―）矿井通风方式矿井通风方式为机械抽出式，混合提升斜井进风，东（西）风井回风。（三）矿井通风系统矿井通风系统为分区式。矿井回采一、三采区时，由混合提升斜井进风，东风井回风；回采二、四采区时，由混合提升斜井进风，西风井回风。1.矿井投产时通风线路为：新鲜风流经混合提升斜井一+1915m运输水平车场一+1915m水平一采区运输石门--+1915m水平A。煤层运输巷一►进风行人眼一—W11A901工作面运输顺槽一►回采工作面一＞W11A9O1工作面回风顺槽一fl982nl水平Ag煤层回风巷-一1982m水平回风石门一►东风井一＞地面。详见矿井投产时期通风系统图C1521—171—lo2.矿井投产一水平一采区通风最小负压时期通风线路为W11A901工作面回采至停采线时新鲜风流经混合提升斜井*+1915m运输水平车场＞+1915m水平一采区运输石门一+1915m水平Ag煤层运输巷一咦讽行人眼一-*W11A9O1工作面运输顺槽一►回采工作面--W11A901工作面回风顺槽-一1982nl水平Ag煤层回风巷-一1982m水平回风石门一＞东风
55详见矿井通风最小负压时通风系统图C1521—171—2O1.矿井投产一水平二采区通风最小负压时期通风线路W21A901工作面回采至停采线时新鲜风流经混合提升斜井*+1915m运输水平车场-+1915m水平一采区运输石门一+1915m水平Ag煤层运输巷一谜风行人口^-T21A901工作面运输顺槽一►回采工作面--W21A901工作面回风顺槽一一1982m水平A9煤层回风巷-一1982m水平回风石门一＞西风井一＞地面。2.矿井投产二水平三采区通风最大负压时期通风线路为W23A908工作面回采至停采线时新鲜风流经混合提升斜井一一1700m运输水平车场一1700m水平运输石门一"+1700m水平A9煤层运输巷一*W23A901工作面运输顺槽一►进风、行人眼一回采工作面--W23A908工作面回风顺槽一-Ag煤层回风眼一+1775m水平Ag煤层回风巷一咽9煤层回风眼一+1850m水平Ag煤层回风巷-一1850m水平回风石门一►东风井一►地面。详见矿井通风最大负压时通风系统图C1521—171—303.矿井投产二水平四采区通风最大负压时期通风线路为W23A908工作面回采至停采线时新鲜风流经混合提升斜井--+1700II1运输水平车场--+1700IH水平运输石门一*+1700m水平A9煤层运输巷一明44A908工作面运输顺槽一►进风行人眼一回采工作面--W44A908工作面回风顺槽一►+1850m水平A,,煤层回风巷-一1850m水平回风石门一"西风井"一*地面。4.限、A6煤层联合开采时工作面通风线路：新鲜风流经混合提升斜井--+1915m(+1850m)运输水平车场一一+1915m(+1850m)水平As煤层运输巷一＞进风行人日g~~＞W11A5O1工作面运输顺槽一►
56回采工作面--W11A601工作面回风顺槽一咕5煤层回风眼一＞+1982nl水平As煤层回风巷一一1982m水平回风石门一＞东(西)风井一►地面。二、风井数目、位置、服务范围矿井共设计2个立风井，为全矿井四个采区服务。三、采掘工作面及碉室通风矿井初期设计有1个炮采工作面、2个炮掘工作面均采用独立通风方式。矿井投产时布置一个回采工作面W11A901工作面。井下有2个独立通风的掘进工作面，分别为E11A901工作面回风顺槽掘进工作面、E11A901工作面运输顺槽掘进工作面。E11A901工作面回风顺槽掘进工作面通风线路：新鲜风流经混合提升斜井进入一叶1982m水平车场一＞+1982m采区石门一＞E11A9O1工作面回风顺槽掘进工作面-一1982nl水平回风石门一►东风井一一地面。E11A901工作面运输顺槽掘进工作面通风线路：新鲜风流经混合提升斜井进入一11915m水平车场一＞+1915m水平运输石门一►E11A901工作面运输顺槽掘进工作面一"回风眼一*+1982mA9煤层回风巷一日1982m水平回风石门一"东风井一►地面。矿井井下独立通风的胴室为+1850m水平车场设置的井下变电所及水泵房。四、井下通风设施及构筑物布置井下通风设施有：风门、调节风门、测风站、斜风井防爆门等，井下风门设置风门闭锁装置。井下掘进工作面设有局部扇风机通风。在混合提升斜井井筒、+1982m水平回风石门、+1915m水平运输石门、W11A901工作面运输顺槽、W11A901工作面回风顺槽、E11A901工作面回风顺槽、E11A901工作面运输顺槽等处设测风站。风门及其它通风设施布置详见图C1521—171—10
57五、安全逃生途径1.矿井安全出口设置及保证措施混合提升斜井均布置有行人台阶和扶手，东（西）风井设置金属梯子间，便于人员上下，矿井共有2个安全出口，即混合提升斜井为第一安全出口，东风井、原西采区安全出口作为矿井第二安全出口。矿井投产时井下发生水灾时人员撤离方向：W11A901工作面--W11A901工作面回风顺槽一＞集中回风M—＞+1982m回风石门一"东风井一"地面；E11A901工作面回风顺槽掘进工作面一►集中回风版一*+198201水平回风石门一^东风井一地面。矿井投产时井下发生火灾或瓦斯爆炸时人员撤离方向：W11A901工作面一＞进风行人眼--W11A901工作面运输顺槽一＞进风行人目&915m水平Ag煤层运输巷一一1915nl水平运输石门一T1915m水平车场*混合提升斜井*地面；E11A901工作面运输顺槽掘进工作面•一f+1915m水平运输石门一-*+1915m水平车场一＞混合提升斜井一＞地面。详见井下避灾路线图C1521A—175—lo六、通风设备及反风本矿属低瓦斯矿井，通风系统为分区式，通风方式为机械抽出式，由混合提升斜井进风，东（西）风井回风。矿井所需风量：22m3/s；矿井所需负压：一采区最小时120.38Pa,二采区最小时236.86Pa,矿井三采区最大时331.29Pa,矿井四采区最大时431.94Pao根据上述条件，经计算，东、西风井各选用2台BK40—4—NU2型轴流式通风机。其中1台工作，1台备用。每台风机的主要参数为:D叶=1.2mn叶=1450r/min
58与风机配套的电动机选用YB225S—4型。其性能参数为：N=37kWU=380V/660Vn=1480r/min风机叶片安装角：负压最小时为23。，负压最大时为26。。通风网络阻力曲线（一水平）：负压最小时：H=0.5331Q2负压最大时：H=0.9042Q2风机工况点（详见图2-2T）：反风措施：采用风机叶轮反转反风。反风系统及可靠性：该反风系统满足《煤矿安全规程》所规定的反风量及反风时间的要求，且反风系统简单，操作容易，安全可罪。七、矿井风量、风压及等积孔（-）矿井风量计算及分配矿井总进风量按以下方法分别计算，并取其中最大值作为矿井总进风量。1.按井下同时工作的最多人数计算Q矿进=4XNXK矿通=4X32X1.25=160rn/min=2.67m!/s；式中Q—矿井总供风量，m7s；N一矿井井下同时工作的最多人数，32人；K矿通风量备用系数，取1.25o2.按采煤、掘进、胴室及其它地点实际需要风量的总和计算：a.采煤工作面实际需要的风量(1)按二氧化碳涌出量计算Q«1—(100Xq瓦果XTXK采通)/(24X60)开采&煤层时Q采i=(100X9.60X279X1.6)/(24X60)=297.6m7min=
595.0m7s形5A5、4煤层时Q枭2=(100X9.60X361X1.6)/(24X60)=385.07m:i/min=6.42m7s式中Q采一采煤面实际需要的风量，m7s；q瓦采——采煤工作面的二氧化碳相对瓦斯涌出量，9.60m3/1；K矿通一采煤工作面二氧化碳涌出量不均匀备用风量系数，取L6；T-开采儿煤层时工作面循环产量，279t；「一开采A-4煤层时工作面循环产量，361to(2)按工作面温度计算Q采=60XVcXSc义冗=60X1.3X3.6X0.9=252.7m3/min=:4.2m3/s；式中Qe一回采工作面实际需要的风量，m7s；%一回采工作面适宜风速，取1.3m/s；S,一回采工作面的平均净断面，3.6m2；K.一一工作面长度系数，取0.9。(4)按一次爆破最大炸药量计算Q采=A,Xb/(tXc)=6.5X0.1/(20X0.0002)=162.5m7min=2.71m'/s式中A.一采煤工作面一次爆破最大炸药量，6.5kg；(12.5m爆破一次，50m工作面4次爆破，每个炮眼装药量0.15kg)b一每公斤炸药爆破后生成的当量C0的量，根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取0.lm：'/kg；t通风时间，取20min；
60c一爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，取0.02%o(3)按工作面人数计算Q采=4XN=4X20=80n?/min=l.33m7s；式中Q采一采煤工作面实际需要的风量，m3/s；N一采煤工作面同时工作的最多人数，20人。(4)按风速进行验算按最低风速验算：Q采215XS采=15X1.6=24m'/min=0.4m3/s；按最大风速验算：Q采W240XS采=240XL6=384m7min=6.4m3/s；根据以上几种方法计算后取最大值，采煤工作面风量取6.4m3/sob.掘进工作面实际需要的风量(1)按二氧化碳涌出量计算Q—100XTXq瓦XK«/(24X60)=100X42.4X9.60X1.8/(24X60)=50.88m3/min=0.85m3/s式中T一掘进面日掘进煤量，42.4t/d；q瓦掘进工作面二氧化碳相对涌出量，9.60m3/1；Kfti-~•二氧化碳涌出不均匀的风量备用系数，取1.8。(2)按一次爆破最大炸药量计算Q采=A,.Xb/(tXc)=4X0.1/(20X0.0002)=100m7min=l.67m3/s式中Ar——掘进工作面一次爆破最大炸药量，4kg；
61b一每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取0.Inr7kg；t通风时间，取20min；c一爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，取0.02%o(3)按局部扇风机的实际通风能力计算掘进面配备1台KDF—5局部扇风机,局部扇风机供风量为250〜ISOmVmin；Qw-QcXIX1.34式中Qf掘进面局部通风机额定风量，200nr'/min；I一掘进面同时运转的局部通风机台数，1台；1.34—为防止局部通风机吸风量的倍数。Q掘=200X1X1.34=268m7min=4.46m3/s(4)按掘进工作面同时工作的最多人数计算Q«=4XN=4X5=20m7min=0.33m3/s式中Q掘进工作面实际需要的风量，mJ/s；N掘进工作面同时工作的最多人数，5人。(5)按风速进行验算最低风速:Q掘215XS掘=15X5.5=82.5m：7min=l.38m3/s最高风速：Q掰W240XS期=240X5.5=1320m7min=22m7s经过以上计算，掘进工作面实际需要的风量取4.46m7soc.碉室所需风量井下变电所及水泵房实际需要风量为L0n?/s。d.其它地点所需风量Q其它=1.0m3/so则矿井总进风量为Q矿井=(6.42+4.46X2+1.0+1.0)X1.25=21.68nl7s
62矿井总进风量取22m7so四、矿井风量分配回采工作面：7.0m7s；每个掘进工作面：5.0m7s；井下变电所及水泵房：2.5nf/s；其它地点：2.5m7so矿井通风最小负压时期掘进工作面：5.0m7s；准备工作面:5.Om3/so五、矿井负压及等积孔计算矿井通风负压按下式计算：h摩=2[aXLXPXQ7s3]Pa式中a一巷道通风阻力系数；L巷道长度，m；P一巷道净周长，m；S一巷道净断面积，m2；Q通过巷道的风量，m3/so局部通风阻力按总巷道通风阻力的15%计算。矿井通风负压计算：矿井一采区通风最小负压时期负压计算见表2-2-1；矿井二采区通风最小负压时期负压计算见表2-2-2；矿井三采区通风最大负压时期负压计算见表2-2-3；矿井四采区通风最大负压时期负压计算见表2-2-4o矿井通风等积孔按下式计算：A=l.19XQ/Vh式中Q——矿井总进风量，m7s；
63h矿井通风负压，Pao矿井一采区通风最小负压时等积孔：A=l.19X22/J120.38=2.38m2；矿井二采区通风最小负压时等积孔：A=L19X22/J236.86=1.70m2；矿井三采区通风最大负压时等积孔：A=l.19X22/7331.29=1.44m2矿井四采区通风最大负压时等积孔：A=l.19X22/V431.94=1.26m2o根据计算结果，矿井属于中等难易程度矿井，即中等阻力矿井。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、系统对矿井的保证程度和措施根据矿井开拓方式，矿井通风系统为分区式。矿井回采时由混合提升斜井进风，东（西）风井回风。矿井通风系统和通风方式设计合理，矿井风量满足《煤矿安全规程》的要求。根据矿井总风量、负压计算结果，选用2台BK40TTM2鹫由流式通风机，其中1台工作，1台备用。矿井投产前应按设计要求设置各种通风设施，使矿井满足通风及安全的要求。2.矿井开拓、采掘布置、风井数目与井筒装备、设施对矿井安全的影响矿井采用斜井开拓，采煤方法为走向长壁伪倾斜扁八字形柔性掩护支架一次采全高采煤法。矿井共设3条井筒：混合提升斜井和东、西风井。矿井投产时布置2条井筒，即混合提升斜井和东风井。混合提升斜井采用单钩串车提升，铺设600mm轨距的22kg/m钢轨，设行人台阶及扶手，东
64风井、西采区安全出口设有金属梯子间。混合提升斜井和东（西）风井及井下各种用途巷道的通风断面满足《煤矿安全规程》对风速的要求。采煤工作面和掘进工作面均按规程要求配备风量。矿井采用分区式通风系统，设计矿井混合提升斜井为矿井生产时的主要进风井，井筒内设有行人台阶和扶手；东(西)风井作为矿井生产时的回风井，东风井、西采区安全出口内设有金属梯子间,便于人员上下。矿井As、A6煤层联合开采时采用U型通风方式，即由As煤层工作面运输顺槽进风，经A6煤层工作面回风顺槽至A6煤层回风上山回风。1.其它安全保证措施(1)通风设施、防止漏风和降低风阻的措施井下通风设施主要有：风门、调节风门和密闭墙，为了减少漏风，除合理选择通风系统、开采顺序和采煤方法外，还应正确选择通风构筑物的安设位置，降低漏风通道两侧的压差，并设专人负责通风构筑物的日常检查与维修工作。为降低风阻，主要采取以下措施：a.施工时尽量使巷道内壁光滑、平直、减少断面的突然变化；b.严禁在进、回风巷道内堆放杂物，保持原有通风断面；c.加强通风管理，通风设施损坏后及时修复，确保正常使用。(2)按《煤矿安全规程》要求配齐各类安全标志及保护装置。
65第三章粉尘灾害防治第一节粉尘一、概况设计井下采煤工作面和掘进工作面匀使用煤电钻打眼爆破作业，采掘地点的粉尘量将明显增加。粉尘的职业危害是造成矿工职业病的有害物质，矿工长期在高粉尘环境中工作，煤尘或岩尘被矿工吸入体内将引起矽肺病等病症，严重危害矿工的身体健康，有可能使矿工丧失劳动能力，并缩短矿工的寿命，因此，防尘工作是矿井安全生产的重要一环。根据矿井取煤样煤尘爆炸试验结果，煤尘火焰长度大于400mli1,扑灭火焰的岩粉量达70%,各煤层煤尘均具有爆炸危险性。煤尘爆炸性评定表见表3-l-lo煤尘爆炸试验成果表表3-1-1煤层编号采样地点挥发份(%)灰分(%)爆炸试验爆炸性结论火焰长度cm岩粉量%Ab+1981H1水平石门25.5916.56>40070有爆炸性a9+1981m水平石门30.4713.50>40080有爆炸性该资料来源于生产地质报告，结果较为可靠。第二节防尘措施一、防尘措施1.井下设消防洒水系统：在井下煤仓上下口、W11A901工作面运输顺槽带式输送机的煤炭转载点、W11A901工作面、E11A901工作面运输顺槽掘进面和E11A901工作回风顺槽掘进工作面、溜煤眼等地点设置喷雾洒水降尘装置，在工作面回风顺槽布置净化风流的水
66幕，进行喷雾洒水降尘。应按设计要求保证供水水质清洁，喷雾洒水设备应指定人员管理和维护，不得任意拆除，发现损坏应及时修理。1.对通风设施及构筑物加强管理，在+1915m水平运输石门、+1982m水平回风石门、W11A901工作面运输顺槽、W11A901工作面回风顺槽、E11A901工作面运输顺槽掘进面、E11A901工作面回风顺槽掘进面等处设测风站，控制进、回风巷风量，保持合理风速，防止煤尘飞扬。2.井下设专职安全员定期对主要进、回风巷道内粉尘的含量进行检测，及时清扫、冲洗墙壁上积聚的粉尘。3.井下溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，不得兼做风眼使用。4.井下所有巷道中的浮煤必须定期清扫运出。5.加强对接触粉尘工人的个体防护，设计配备有防尘口罩等。6.井下运煤矿车必须保持完好，避免漏煤而增加巷道内煤尘的含量。二、回采、掘进工作面除尘设计联合开采As、A6煤层时选用走向长壁急倾斜水平分段悬移顶梁液压支架放顶煤爆破落煤采煤法；开采A9煤层时选用走向长壁伪倾斜扁八字形柔性掩护支架一次采全高爆破落煤采煤法。矿井投产时布置1个回采工作面和2个钻爆法施工的掘进工作面。1.所有采煤、掘进工作面均设计有洒水降尘管路，采煤、掘进工作面配备湿式煤电钻打眼，采用水炮泥封孔；每个掘进工作面配备掘进通风除尘器1台，掘进通风除尘器型号为JTC型。2.坚持采掘工作面放炮前后洒水降尘制度，定期冲刷、清扫巷道壁上积聚的浮尘。3.在测风站测定各用风地点的风量，通过通风构筑物调节各用
67风地点的风量，控制进、回风巷道的合理风速，防止煤尘飞扬。1.为控制矿井的总进风量和总回风量，在总进风巷和总回风巷设测风站。2.采煤、掘进工作面工作人员设计均配备有防尘口罩。三、井下消防、洒水（给水）系统井下防尘洒水主要用于采煤、掘进、装卸、运输、转载、爆破等生产环节的防尘，经计算最大日用水量约130m详细计算过程可参考第一章第三节有关内容。井下防尘洒水与消防实际为同一系统，两种管道合二为一。井下防尘洒水由井下用水蓄水池提供水量和水压，采用静压供水方式。井下消防洒水管道从混合提升斜井引入井下，主要在运输、回风石门及运输、回风顺槽敷设。在容易产生粉尘的采掘工作面、放煤口、装车机及各种运输机械的转载点位置安装防尘喷雾装置，在容易飘浮煤尘的装煤点下风向15〜25m处、回风顺槽靠近出口15m处及距工作面35nl处设风流净化水幕。通过以上措施可以将井下空气的含尘量降低到规定以下，对于防止煤尘爆炸、保障生产安全、改善工作环境、体现以人为本、提高劳动效率都具有重要意义。同时在敷设供水管路的各条大巷和顺槽每隔100m处、掘进巷道中的岩巷每隔100m处与煤巷每隔50m处、以及转载点等需要冲洗巷道的位置，均设DN25给水栓，并配备阀门及软管，主要用来冲洗巷道和接入湿式煤电钻、乳化液泵站等用水设备，同时也具有灭火功能。井下消防洒水管道采用无缝钢管，卡箍件连接。最大静压PQ1.9MPa,最大承压管道内径d=80mm,普通钢最大允许应力[6]=U3MPa,无缝钢管焊缝系数6=1.0,则理论管壁厚度6j=PXd/(2X[6]X6)=1.9X80/(2X113X1.0)弋0.67mm。考虑制造壁厚公差及腐蚀裕度的附加值2.5mm,设计采用的钢管壁厚625j+2.5=0.67+2.5=3.17mm。经水力计算和管材强度验算，主要选用小159X5.0mm>6108X4.5mm、689X4.0mm三种规格。
68一般喷雾装置的压力通常不低于LOMPa,但给水栓的压力一般不需要过高，所以在给水栓前端均装设200X—2.5型减压阀，将压力控制在0.4MPa左右。放炮喷雾购置专门研制的成套标准产品，净化水幕选用62.5mm圆锥形实心喷头，一般喷雾选用62.5mm圆锥形空心喷头。井下消防洒水系统详见图C1521-845-lo第三节防爆措施一、防爆措施1.为减少煤尘产生及降尘，定期对主要进、回风巷和采掘工作面煤壁上积聚的煤尘进行清扫或冲洗，预防和隔绝因瓦斯爆炸引起煤尘爆炸事故发生。2.定期清扫并运出巷道中积聚的煤尘，防止积聚的煤尘在瓦斯爆炸过程中参与爆炸。3.在+1850m水平运输石门、+1982m水平回风石门、+1915m水平运输石门、W11A901工作面运输顺槽、W11A901工作面回风顺槽等处设测风站。建立完善的测风制度，控制各用风点的风量及风速，按风量需求及时调整井下各用风点的风量及风速，避免风速过大引起煤尘飞扬。4.井下火工用品、爆破器材等严格按照《煤矿安全规程》的有关要求严格管理。5.井下设消防洒水系统：在井下煤仓上下口、W11A901运输顺槽刮板输送机、带式输送机的煤炭转载点、W11A901工作面、E11A901工作面回风顺槽掘进面和E11A901工作面运输顺槽掘进面掘进工作面等地点设置喷雾洒水装置，进行喷雾洒水降尘。6.在+1850m、+1915m车场设有消防材料库，库内按设计要求配备不小于2m砂子、2m粘土、2t水泥、2000块砖、2.On?方木、3.0m：'木板、10
69个干粉灭火器、50kg钢丝绳（4）=12mm）等材料，消防材料库碉室为巷道加宽式，消防材料库长度20m。1.消除引燃煤尘爆炸的火源（如：电器设备产生的火花、防止瓦斯燃烧和爆炸、金属强烈碰撞产生的火源、明火等），即使空气中的煤尘达到爆炸浓度也不致被引燃爆炸。2.井下防爆设备入井前，由专职防爆检查员检查其安全性能，合格后再下井安装。3.井下电气设备检修、搬迁必须停电作业，必须在瓦斯浓度小于1%,并制定安全措施，报煤矿主管技术负责人批准。二、井下电气设备及保护的选择，井下电气设备、测量仪器仪表检修、搬运、操作井下电气设备的选择：本设计严格按照《煤矿安全规范》的有关规定选型（防爆型电气设备必须达到防爆标准），井下变电所高压配电设备选用BGP.—10型矿用隔爆型高压真空配电装置，低压配电设备选用DW80型矿用隔爆馈电开关，变压器选用KSg型矿用变压器,所选设备满足下列要求：1.设计所选电气设备额定电压与所在电网的额定电压相适应;2.设计所选电气设备的额定电流大于或等于它的长时最大实际工作电流；3.设计所选电缆截面满足设备容量及电压质量的要求；4.设计所选高、低压开关设备具有足够的切断短路电流的能力，即开关的额定断流容量大于或等于线路可能产生的最大三相短路电流（其短路点应选在开关的负荷侧端子上）。设计对各类电气设备配备的保护功能如下：1.井下动力变压器高压侧：短路保护、过负荷保护、接地及欠电压释放保护；2.井下低压馈电线上：短路保护、过负荷保护、漏电保护；
701.低压电动机：短路保护、过负荷保护、单相断线及漏电闭锁保护。煤矿井下主要低压电气设备常用的短路保护有熔断器和过流保护继电器；设计对井下低压电网中的过电流继电器的整定和熔断器的选择，严格按原煤炭部颁发的《矿井低压电网短路保护装置整定细则》的要求进行，并且使熔体与熔断器的额定电压一致，熔体的额定电流小于熔断器的额定电流；井下36V以上的用电设备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、棚架等，均设置了保护接地；设计将主接地极设在井下变电所旁的中央水泵房的主、副水仓中，并将所有保护接地和局部接地装置与主接地极连成一个总接地网，接地网上任一保护接地点的接地电阻不得超过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不得大于1Q。电气设备在运送、检修和操作时所采取的措施：所选设备外壳坚硬，具有防撞、防爆性能，具有闭锁功能，且设在井下变电所或巷道旁的壁龛内，便于搬迁和检修；井下配电电缆选用橡套软电缆便于设备的移动，电缆连接采用防爆接线盒，敷设采用电缆挂钩挂在巷道的侧面，以便于维护和检修；所选监测设备，满足灵敏度要求，能对各工作面的环境异常进行及时报警，确保电气设备的正常运行。第四节隔爆措施一、隔爆措施为隔绝煤尘爆炸传播，达到降低火焰温度和扑灭火焰，隔爆设施设置有隔爆水棚。在+1915水平运输石门、+1982m水平回风石门设2组主隔爆水棚，在W11A901工作面运输顺槽、W11A901工作面回风顺槽、E11A901工作面回风顺槽掘进工作面、E11A901工作面运输顺槽掘进工作面、+1915m煤仓两侧设辅助隔爆水棚，共设6组辅助隔爆水棚。
71二、隔爆水棚吊挂水棚的巷道断面必须满足通风、运输和行人的要求。矿井辅助隔爆水棚位置设在距采煤工作面150m处的运输、回风顺槽中和距掘进工作面60m处的运输顺槽、回风顺槽中。水棚的结构与选型计算如下：隔爆水棚采用水袋棚，隔爆水袋采用耐燃胶布制成，主隔爆水袋水袋型号为GBSD—60型，规格为900X400X250mm。辅助隔爆水袋型号为GBSD—40型，规格为600X400X250mm。主要隔爆水棚的棚区长度为30m,排列间距为1.6m,水袋边缘距巷道顶部、两帮的垂直距离150mm,同一排水袋之间间隙100mm。辅助隔爆水棚的棚区长度为20m,排列间距为2.2m,水袋边缘距巷道顶部、两帮的垂直距离150mm,同一排水袋之间间隙100mm。水棚首列与回采工作面的距离必须保持在150m,水棚设置在巷道直线部分。每列水棚保持高度一致，水棚区内的巷道断面与前后各20m巷道断面保持一致。水棚有关参数计算：1.总水量G=gXS(kg)式中g每平方米巷道所需水量，主隔爆水棚取400kg/m2,辅助隔爆水棚取200kg/m2；S巷道平均断面积，m2oW11A901工作面运输顺槽：G=200X5.5=1100kg；W11A901工作面回风顺槽：G=200X5.5=1100kg；E11A901工作面运输顺槽掘进面：G=200X5.5=1100kg；E11A901工作面回风顺槽掘进面：G=200X5.5=1100kg；+1915m水平煤仓两侧：G=200X10.6=2120kg；
72+1915m水平运输石门：G=400X5.4=2160kg；+1982m水平回风石门：G=400X4.2=1680kg。2.棚架数n-Gi/Gn式中n一水棚架数(取整数)，架Gi总水量，kg；Gn一每架水棚水量，m3oW11A9O1工作面运输顺槽:n=1100/(40X3)=9架；W11A901工作面回风顺槽：n=1100/(40X3)=9架;E11A901工作面运输顺槽掘进面：n=1100/(40X3)=9架;E11A901工作面回风顺槽掘进面：n=1100/(40X3)=9架;+1915m水平煤仓两侧：n=2120/(40X3)=18架；+1915m水平运输石门：n=2160/(60X2)=18架；+1982m水平回风石门：n=1680/(60X2)=14架。3.L=nXC式中L水棚区长度，m；n一水棚架数，架；C一水棚间距，取1.5〜2.5mo工作面运输顺槽：L=9X2.2=20m工作面回风顺槽：L=9X2.2=20mWHA901工作面运输顺槽：：L=9X2.2=20mW11A901工作面回风顺槽：：L=9X2.2=20mE11A901工作面运输顺槽掘进面：L=9X2.2=20mE11A901工作面回风顺槽掘进面：L=9X2.2=20m
73+1915m水平煤仓两侧：L=9X2.2=20m+1915m水平运输石门：L=18X1.6=29m+1982m水平回风石门：L=14X1.6=22m巷道内隔爆水棚布置见插图3-4-1、插图3-4-2、插图3-4-3。隔爆水棚用水从消防洒水管路上接取。第五节矿井地面生产系统防尘一、地面生产系统尘源地面生产系统产生煤尘的地方主要有：1.卸载点：如井口翻斗矿车卸载点处。2.机头卸煤点：如原煤上仓带式输送机机头卸料处。3.装车点：原煤装车点处。二、防尘措施及装备地面生产系统针对上述尘源进行防尘处理，主要设置喷雾洒水装置，以减少煤尘。1.卸载点：在翻斗矿车卸载点处，设洒水点进行洒水降尘。2.原煤上仓带式输送机机头卸料点处：在机头溜槽上加挡帘，溜槽连接要严密；并设洒水点进行降尘。3.装车点：装车产生的扬尘，可进行喷雾洒水降尘。上述防尘措施，在设计及施工中均可实现，不再新增除尘设备。地面洒水主要用于生产系统及储煤场的防尘，设计秒流量0.3L/So在原煤卸载点、带式输送机机头卸料点和装车点设防尘洒水喷头，由地面给水管网直接供水。喷雾降尘应与产生粉尘的时间保持同步，以免产生积水。
74第四章瓦斯灾害防治第一节瓦斯根据新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤行管发[2005]387号“关于对拜城县弘利煤炭有限责任公司煤矿《矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》的批复”，本矿井煤层中的相对瓦斯涌出量6.46m7t,绝对瓦斯涌出量0.48m7min；二氧化碳相对涌出量9.60m7t,二氧化碳绝对涌出量0.67m：'/min",确定矿井属低瓦斯矿井。因矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告所测定的是现生产水平的数据，缺少+1982m水平以下深部煤层瓦斯和二氧化碳的涌出量及瓦斯梯度值，设计建议矿井在建设过程中，随时检测采掘工作面的瓦斯及二氧化碳涌出情况，矿井投产后按规定补做矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量的鉴定工作，以便作为修改通风设计的依据。第二节防爆措施该矿井为混合提升斜井开拓，投产工作面布置在一采区西翼Aj煤层中，设计采用走向长壁伪倾斜扁八字形柔性掩护支架一次采全高采煤法，矿井通风系统为分区式，由混合提升斜井进风，东（西）风井回风。根据所选用的矿井开拓方式、采煤方法、通风方式及通风系统、井下各巷道内的风速符合《煤矿安全规程》所规定的要求,能确保矿井安全生产，本次设计针对瓦斯的积存不利因素采取相应的措施。该矿井下煤层瓦斯涌出的形式为由煤体中向采掘空间中缓慢释放，井田范围内的开采未发现瓦斯动力现象，该矿瓦斯梯度不详。第二节防爆措施一、防治瓦斯的措施矿井煤层倾角为75。〜81。，开采Ag煤层设计采用走向长壁伪
75倾斜扁八字形柔性掩护支架爆破落煤采煤法，开采As、Ac煤层设计采用走向长壁急倾斜水平分段悬移顶梁液压支架爆破落煤放顶煤采煤法，矿井主要采取以下防治瓦斯的措施：1.建立矿井瓦斯、二氧化碳和其它有害气体的检查制度，严格对采煤、掘进工作面的瓦斯检查，每班检查次数不少于3次，机车的间隔时间不小于2ho2.矿井配备一定数量的自救器、便携式甲烷报警仪、瓦斯断电仪、束管监测系统，掘进工作面配备风电瓦斯闭锁装置，可随时对井下监测点的有害气体进行连续监测；回采工作面的瓦斯探头布置在工作面回风顺槽距工作面10m范围内，掘进工作面的瓦斯探头布置在掘进工作面迎头10m范围内和掘进工作面巷道距回风口10m范围内。3.防止巷道顶板附近的层状积聚和靠近支架的空洞中的局部积聚；a.加强可能出现瓦斯积聚地区的瓦斯浓度测量，瓦斯检测仪表须配置胶皮导气管，测量时应将导气管置于巷道顶板附近及伸入靠近支架的空洞中；b.全面地或局部地（靠瓦斯涌出源）增加风速，局部地点采用铺设在巷道中的帆布风嶂，靠顶板挂倾斜挡板等方法增加风速的。c.增加回风巷的风速防止回风巷砰石带附近瓦斯局部积聚；d.防止打钻时的瓦斯局部积聚增加打钻巷道的供风量；依靠在巷道中安设风嶂、倾斜挡板、局部通风机、喷射器等，局部增加钻孔孔口附近的风速。4.防止回采、掘进工作面的瓦斯危险浓度(1)建立安全可靠的独立的矿井通风系统，并实行分区通风。回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风方式。(2)按《煤矿安全规程》要求，设计为回采工作面和掘进工作面配备了足够的新鲜风量，确保工作面有一个良好的工作环境；(3)消除回采工作面瓦斯超限和积聚的最有效的方法是改善通
76风方式。从回风顺槽向工作面上回头路供新鲜风；利用局部通风机向工作面上隅角供新鲜风。5.定期对矿井主要通风巷道进行维修，及时消除高冒区，防止瓦斯积聚和采、掘工作面的瓦斯积存，发生冒顶时，采用挂风障、安设导风筒或局扇通风等方式，排放该地点的瓦斯。6.W据矿井生产规模及开采技术条件，配备光学瓦斯检定器,便携式瓦斯检测报警仪，瓦斯、氧气检测仪等及多种气体检定器和检测仪器，随时检测井下巷道和各作业地点的瓦斯浓度；7.设计配备了瓦斯检测设备和仪器，在矿井生产过程中，每班检查2次有毒有害气体的浓度，建立瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，将测定回采工作面的瓦斯含量及浓度记录在瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，当矿井瓦斯涌出量或其它条件发生变化时，必须对通风设计参数作相应的修改；8.井下所有电器设备均采用防爆型，严禁使用矿用防爆等级为一般型电器设备；9.按《煤矿安全规程》要求在Ag、A6煤层中设专用回风上山;10.按设计要求设置井下各通风设施并在生产中加强管理，发现损坏及时维修，必须保证当主扇风机反风时，通风设施处于正常使用状态，以便在井下发生事故时能迅速有效地反风；11.当采、掘工作面回风巷风流中CH1浓度超过1.0%或C02浓度超过1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，查明原因，采取措施；当采掘工作面及其他作业地点风流中CH1浓度达到1.0%,必须停止用煤电钻打眼，严禁爆破；电动机及其他开关按设地点距采掘工作面20m内风流中CH”浓度达到1.5%时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理；12.设计为所有下井人员配备了自救器，并有10%的备用，所有下井人员须随身携带自救器；
775.季节变换时，要加强采空区密闭处CH八CO、CO2的涌出量及温度的检测，防止因季节变化造成采空区有害气体溢出，发生安全事故；6.在+1915m水平运输大巷、+1982m水平回风巷、W11A901I作面运输顺槽、W11A901工作面回风顺槽等处设测风站，并在相关巷道内设有风门、调节风门等通风设施，可实现有效控制各用风点风量和通风巷道中的风速。二、杜绝火源1.井下禁止使用一切明火。2.井下所有电气设备均按其使用地点不同采用不同的防爆类型，消除引燃瓦斯爆炸的火源。3.有瓦斯矿井应使用安全炸药，打眼、放炮均符合《煤矿安全规程》要求。4.防止机械摩擦火花和摩擦发热引燃瓦斯，在机械摩擦部位配备火源探测和灭火装置。三、放顶煤防止瓦斯积聚措施由于放顶煤工作面采出的煤量多，采空区空间大，瓦斯涌出量和瓦斯积聚量相对也较大，特别是工作面端部的采空区顶部瓦斯易于积聚，因此，加强瓦斯管理十分重要，可以采取下列措施防止瓦斯积聚：1.减少放顶煤工作面的风阻，降低工作面两端的压差，采取均压通风可减少、抑制工作面瓦斯的涌出。2.合理布置采区，降低采区通风负压，可减少采空区瓦斯的涌出量。3.合理布置工作面巷道，减少隅角瓦斯积聚，加强监测，防止瓦斯积聚。第三节隔爆措施一、井下采空区及报废巷道应及时进行密闭。
78二、在+1915m水平运输石门、+1982m水平回风石门设主隔爆水棚在W11A901工作面运输顺槽、W11A901工作面回风顺槽、E11A901工作面运输顺槽掘进工作面、E11A901工作面回风顺槽掘进工作面、井下煤仓两侧设辅助隔爆水棚，详见第三章第四节。第五章矿井防灭火第一节概况根据对4、A9煤层进行着火点试验，△T「3)37°C~41°C,氧化程度53.54%〜43.52%,由于各煤层具有易自然发火倾向，煤层自然发火期约3〜6个月。自燃倾向试验结果见表5T-1。自燃倾向试验结果表表5-1-1煤层编号采样地点煤类还原样T,℃原样t2℃氧化样t3℃△T℃氧化程度(%)自燃倾向等级Ae+1981生产巷肥煤3453313153753.54易自燃a9+1981生产巷焦煤3613453184143.52易自燃该资料来源地质报告，结果较可靠。开采人煤层时设计采用走向长壁伪倾斜扁八字形柔性掩护支架一次采全高采煤法；开采As、Ag煤层时设计采用走向长壁悬移顶梁液压支架放顶煤采煤法。通风系统为分区式，由混合提升斜井进风,东(西)风井回风。工作面采用MSZ—12A湿式煤电钻打眼爆破落煤,设计采用KDG100Nm797型地面固定制氮设备通过管路向采空区注氮气的防灭火措施。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
791.井田开采范围内主要可采煤层为A6、A9煤层，根据地质报告提供资料，属易自燃的煤层。2.矿井生产后，爆破落煤使煤的破碎程度增大，增加了煤的氧化表面，使煤的氧化速度加快，容易引起煤的自燃。3.开采时煤炭损失多、破碎程度大及围岩稳定性遭到破坏，形成裂隙，使煤层易于局部储热，故自燃危险性加大。4.矿井开拓及开采方式、通风方式选择不合理，造成丢煤多、煤柱破碎、漏风严重，给煤炭自燃创造了适宜的条件，增加了煤层自燃的可能性。5.水分能加速煤的氧化过程，同时使煤体疏松，造成细微裂隙,加大吸氧能力。二、煤的自燃预防措施（一）开拓开采方面的措施1.矿井工作面采用后退式开采，混合提升斜井、斜风井、井下运输、回风大巷均布置在煤层底板岩石中，有利于矿井防灭火。2.设十选用回采率较高的悬移顶梁液压支架爆破落煤放顶煤采煤法，从而提高了工作面煤炭回采率，加快了推进速度，布置1个回采工作面即可满足矿井设计生产能力要求，可在时间上、空间上减少煤炭的氧化，对开采易自然发火煤层有利。3.井下变电所、消防材料库、水泵房和管子道等胴室断面均为半圆拱料石砌诡支护，+1915m水平运输石门、+1982m水平回风石门、各水平车场、运输、回风巷等断面均采用半圆拱锚喷支护，以隔绝煤层遇氧自燃。4.为避免煤层自然发火,采区开采顺序为先远后近的开采顺序。5.对地表塌陷坑及裂隙应及时进行回填，防止向采空区漏风，同时避免采空区氮气溢出。6.煤层顶板为稳定性较差岩石，可随采随冒落，顶板管理方式
80为全部垮落的方式。1.为预防煤层自然发火，尽可能减少煤柱损失。在全矿井内一、二采区之间留设20m隔离保护煤柱，而不得回采，以免影响下一个水平正常回采。在采区内每一个区段之间留设斜长10m隔离保护煤柱，以免影响下一个水平的正常回采。2.在+1915m水平、+1850m水平运输石门设有消防材料库，并配备不小于2m砂子、2m粘土、2t水泥、2000块砖、2.On?方木、3.0m：'木板、10个干粉灭火器、50kg钢丝绳（巾=12mm）等材料。3.井下变电所、水泵房、消防材料库、斜井与车场连接处等处设置灭火器材。4.工作面回采方向采用后退式。即由采区边界向斜井方向回采，有利于井下发生火灾时人员撤离及救护工作的进行。5.井下使用的变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的油必须运回地面，严禁在井下存放。6.井下使用的乳化油、棉纱、布头和纸等，必须放在盖严的铁桶内，定期由专人运送到地面处理，不得乱放乱扔。（二）通风方面的措施矿井通风系统为分列式，通风方式为机械抽出式。1.矿井采用机械抽出式通风，为使风流按设计给定的方向流动,在+1915m水平运输石门、+1982m水平回风石门、+1982nl水平车场等处设双向风门或调节风门。2.生产过程中加强对通风设施的管理，定期进行检查和维修，保证通风设施处于正常使用状态，以便在井下发生事故时能迅速有效的进行反风，风门处设置风门闭锁装置。3.井下每个回采工作面、掘进工作面设计有独立的进、回风巷道系统，保持进、回风巷道有足够的通风断面。4.工作面采用后退式回采，待工作面回采完毕，应立即打密闭
81墙封闭采空区，切断风流，减少向采空区漏风引起采空区余煤自燃。并在长期暴露的煤壁上喷洒阻化剂，防止煤层自燃。1.矿井范围内的地表塌陷坑必须及时回填，以防止向采空区漏风引起采空区余煤自燃。2.采煤工作面采用“U”型通风方式，进、回风巷两端风压压差不宜超过200Pa,如超过应采取降压措施。三、防灭火方法我国煤矿目前主要采用的防灭火工艺有防灭火灌浆、氮气防灭火、阻化剂防灭火、均压防灭火、凝胶防灭火等。设计根据该矿井实际情况及煤层易自燃发火特征等因素经综合考虑后，采用以氮气灭火为主、喷洒阻化剂为辅的综合防灭火措施。（一）氮气防灭火1.氮气防灭火的技术要求a.氮气源稳定可靠；b.注入的氮气浓度不小于97%；c.至少有一套专用的氮气输送管路系统及其附属安全设施；d.有能连续不断地监测采空区气体成分变化的监测系统；e.有固定或移动的温度观测站（点）和监测手段；f.有专人定期进行检测、分析和整理有关记录、发现问题及时报告等规章制度。2.设计依据井田位于天山南麓山前地带，属大陆性干旱气候，干燥少雨，昼夜温差大。井田内含可采煤层共3层。煤层厚度变化不大，全区可采，煤层倾角77。~80。，结构较简单，A5>Ag煤层中含1~2层炭质泥岩夹砰，各煤层赋存稳定、全区可采。可采煤层厚度：As煤层1.08m〜4.03m,平均厚度1.82m；Ae煤层1.74m〜6.
8281m,平均厚度4.01m；A9煤层1.30m〜2.22m,平均厚度1.90m。矿井为斜井开拓，分二个水平开采，布置四个采区，投产初期设计布置1个炮采面和2个炮掘进面。矿井通风系统为分区式，走向长壁伪倾斜柔性掩护支架爆破落煤一次采全高采煤法，工作面风量为7m3/s。井田深部开采水平标高+1700m。1.注氮气工艺系统从设备价格、能耗、可靠性、使用寿命等因素综合考虑，设计采用地面固定式碳分子筛制氮设备，对采空区实施预防性注氮，将纯度297%的氮气注入采空区，注氮后采空区内氧气浓度不得大于7%o注氮气管路系统：混合提升斜井一一1915nl水平车场一il915m运输石门一谜风行人眼一町1A901工作面运输顺槽一回采工作面采空区注氮点；2.注氮参数选择与计算注氮量计算按以下四种方法计算，并取其中最大值：(1)按产量计算Qn=[A/(1440ptn,n2)]X(Ct/C2-1)式中Qn注氮流量，m3/min；A一矿井年产量，95300t(开采As、Ag煤层)：t一矿井年工作日，取330d；P一煤的密度，1.37t/m3；m管路输氮效率，取80%；n2一采空区注氮效率，取90%；C—空气中的氧浓度，取20.8%；a米空区防火惰化指标，取7%o0k=953004-(1440X1.32X330X0.8X0.9)X(20.84-7-1)=0.06m:,/min
83(2)按吨煤注氮量计算Q、=5AK/330X60X24式中A一矿井年产量，95300t；K一工作面回采率，取K=0.95。Q、=5X95300X0.954-(330X60X24)=0.95m3/min(3)按瓦斯量计算Qn=QcC/(10-0式中Qe一工作面通风量，11W01回采工作面配风量为420m7min；C一工作面回风流中的瓦斯浓度，0.2%。-=420X0.002/(10-0.002)=0.084m3/min(4)按采空区氧化带氧浓度计算Q、=[(Ci—C2)Qv]/(Cn+C2—1)式中Q\注氮流量，m3/min；Qv采空区氧化带的漏风量，m7min；C.一采空区氧化带内原始氧浓度(取平均值)；C2一注氮防火惰化指标，防火取7%；c、—注入氮气中的氮气纯度。因采空区氧化带的漏风量没有实测数据，无法进行计算。三种方法计算后取大值：Qn=O.95m7mino考虑1.3的安全备用系数0.95X1.3=1.24m3/min=74.lm3/ho根据上述计算，注氮设备选用1套矿用KDG100Nm797型地面固定式碳分子筛制氮设备，其性能参数如下：产气量：2100Nm7h；
84氮气纯度：297%；输出压力:0〜0.5MPa（可调）；电机功率：45kW；电压:380V；冷却方式：风冷；外型尺寸：LXBXH=5000X2200X2000mm。（二）阻化剂防灭火1.阻化剂选择阻化剂的物理化学性质:设计选用阻化率较高的氯化钙（CaCL?）,设计选用CaCLz的浓度为20%。2.喷洒压注工艺系统设计采用半永久性喷洒压注系统，在+1982m水平回风石门布置1个储液胴室,用混凝土砌成容积为11m，的储液池，选用1台町一24型阻化剂喷射泵，流量2.4m3/h,压力2〜3MPa。将溶液用胶管送到回采工作面进行喷洒。3.参数计算工作面一次喷洒量计算V=K,XK2XLXBXhXAXy式中Ki次喷洒加量系统，一般取1.2；K2——松散煤（浮煤）容重，取0.85t/m3；L工作面长度，m；B一次喷洒宽度，m；h一底板浮煤厚度，m；A一原煤（浮煤）的吸液量，t/t；Y阻化剂水溶液的容重，t/m3o
85W11A901工作面V=l.2X0.85X50X1.0X0,3X0.058/1.05=0.85m3o4.阻化剂喷射时机：采空区阻化剂喷洒随回采工作面的推进而在采空区的浮煤上进行。第三节井下外因火灾防治及装备一、电气事故引发火灾的防治措施及装备1.井下机电设备碉室防火措施设计将设在井下变电所内各种设备与墙壁之间留出0.5m以上的通道，各种设备相互之间，留出0.8m以上的通道，并在嗣室入口处悬挂“非工作人员禁止入内”字样的警示牌；此外还要求碉室内悬挂与实际相符的供电系统图；在入口处和胴室内的明显地点悬挂“高压危险”字样的警示牌。井下变电所采用料石砌布；胴室采用向外开的防火铁门，并在嗣室内设置干四氯化碳灭火器和防火砂箱。从井下中央变电所出口防火铁门起5m内的巷道支护采用料石砌布。井下采区变电所内灭火设备为：灭火砂箱4个，CO2灭火器2个,干粉灭火器2个。2.井下电气设备的防火措施井下电气设备防爆等级设计严格按照《煤矿安全规程》规定选择，即在井下变电所；回采工作面、运输顺槽、回风顺槽等处均选用矿用防爆型电气设备。井下供电采用双回路，采用中性点不接地系统，并设置了防止地面雷电波及井下的防雷设施。井下高压采用10kV电压，低压采用660V电压，照明采用127V
86电压。1.井下电缆设计根据井下10kV侧最大计算功率Ss产119.27V,10kV侧计算电流IM=8.6A,选用MYJV32—8.7/10kV,3X25mm2600nl下井电缆两回，经过载流量、短路热稳定及压降校验，满足要求。正常情况下两回电缆同时送电，当一回故障时，另一回能确保井下全部用电负荷。下井电缆由地面变电所经混合提升斜井敷设至井下变电所，井下所有用电设备均直接由井下变电所的低压660V供电，井下煤电钻采用MZ—0.3/0.5型电缆，其余均采用MY—0.38/0.66型矿用阻燃电缆。井下配电电缆敷设均采用悬挂方式敷设。各悬挂点间的距离不超过3m。井筒和巷道内的通信和信号电缆与电力电缆分挂在巷道的两侧。电缆与电气设备的连接，选用与电气设备性能相符的接线盒；不同型电缆之间采用符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接;同型电缆之间直接连接采用阻燃材料进行硫化热补或与热补有同等效能的冷补。2.井下电气设备的各种保护井下高压馈出线具有短路、过负荷、接地和欠压释放保护。低压电动机的控制设备具有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护及远程控制装置。由地面变电所至井下的高压馈电线上，装设有选择性单相接地保护装置。井下低压馈电线上，装有检漏保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。煤电钻配电设备采用有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的综合保护装置。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的金属外壳、棚架等，均设置了保护接地。在井下主、副水仓各设1块1000X750X5mm的镀锌钢板作为主接地极，并将所有保护接地和局部接地装置与主接地极连成一个总接地网，接地网上任一保护接地点的接地电阻不得超过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不得大于1Q;
871.井下电气设备的检查、维护、修理和调整电气设备的检查、维护和调整，由电气维修工进行。高压电气设备的修理和调整工作，应有工作票和施工措施。井下电工，在特殊情况下，可对井下中央变电所内高压电气设备进行停、送电的操作，但不得擅自打开电气设备进行修理井下防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。电气设备和电缆的检查、调整项目及检查周期应按照《煤矿安全规程》执行。2.信号装置混合提升斜井绞车提升信号均采用KXT18型提升信号装置，该装置由KXT18.1井口信号台、KXT18.2井底信号台、KXT18.3井口电源控制箱和KXT18.4井底电源控制箱组成。主机设在绞车房内，在+2040m井口、+1915m水平车场及+1850m水平井底车场各设有1台隔爆信号箱。此系统为矿用本质安全型，系统功能齐全，有可靠的安全保障，设有声光信号，数字记忆等功能。其信号闭锁有：（1）提升信号与绞车控制回路之间；（2）提升信号与罐笼、安全门、摇台控制回路之间；（3）与其他信号之间（事故、急停信号与其他信号之间；运人、运物和检修信号之间；提人方式下，井口信号台与井下信号台之间）；均存在闭锁关系。满足了《煤矿安全规程》第369、370条的要求，是煤矿绞车提升的安全可靠设备。二、带式输送机着火的防治措施及装备为实现对设置在W11A901工作面运输顺槽的1台带式输送机和1台刮板输送机控制和监测，设计选用KJD2矿用带式输送机监控系统（由一套KJH17经济型带式输送机监控装置和一套ZK—1信号电控装置）对井下W11A901工作面运输顺槽的1台带式输送机和1台刮
88板输送机实行实行控制和监测，该系统具有沿线急停、跑偏、堆煤、打滑、纵撕、温度、烟雾、自动灭火洒水等多种检测保护功能，连接简便，能准确识别故障性质和位置。并可通过每台控制装置上的控制模块实现上述设备的集中控制。可保证带式输送机（刮板输送机）安全运行，各带式输送机及刮板输送机均配套选取2〜4部KTT3型可拨电话沿斜井井筒布置，实现输送机机头、机中、机尾间的通讯联络。沿线间隔15m设置1个紧急停车开关。带式输送机道采用固定照明，选用节能隔爆荧光灯间距10m,机头嗣室设CO2灭火器2个。三、其他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(1)矿井井口房用不燃性材料砌筑；(2)在混合提升斜井井口附近建有消防材料库、消防水池和井上、下消防管路系统；(3)井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作；(4)井下使用的汽油、变压器油必须装入带盖的铁桶内，由专人押运送至井下使用地点，剩余的当天必须运回地面，严禁在井下存放；(5)井下使用的乳化油、棉纱、布头和纸等，必须放在盖严的铁桶内，定期由专人运送到地面处理，不得乱放乱扔。2.防止地面雷电波及井下(1)为防止地面雷电波入侵，下井电缆从地面变电所至副斜井井口段的电源线采用电缆埋地敷设；(2)由地面直接入井的轨道及露天架空引入(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)井下通信通过装在地面调度室(设在灯房及任务交待室内)的调度总机内的3块安全栅插板和MHYVV3—30X2煤矿用聚乙稀绝缘铝——聚氯乙稀粘结护层钢丝铠装聚氯乙稀护套通信电缆将
89地面调度总机与井下电话连接起来，构成井下安全火花型防爆通讯系统。四、井下消防洒水(1)井下消防给水根据《煤矿井下消防、洒水设计规范》(MT/T5032-2003),消k栓系统用水量5.OL/s,火灾延续6h；自动喷水灭火装置用水量7.5L/s,火灾延续2h。经计算一次消防用水量为162nl3。井下用水蓄水池(V=300n)3)储存有井下一次消防水量，所处位置可以保证井下消防所需的水量和水压。井下采用静压供水，直接从该水池接管，接管规格为DN150。井下消防与防尘洒水实际为同一系统，两种管道合二为一。井下消防洒水管道从混合提升斜井引入井下，主要在运输、回风石门及运输、回风顺槽敷设。在带式输送机机头、所有碉室附近、掘进巷道入口、回采工作面两端设SN50消火栓，在所有带式输送机机头位置设成套自动喷水灭火装置。为了防止消防用水装置压力过高，同时避免降低防尘喷雾压力，在上述所有接管位置均装设200X-2.5型减压阀，将压力控制在0.4MPa左右。为了安全起见，在上述安装消火栓的地点同时设置灭火级别为3A的手提式高倍数泡沫灭火器。(2)管路壁厚强度验算井下消防洒水管道采用无缝钢管，卡箍件连接。最大静压p^l.9MPa,最大承压管道内径d=80mm,普通钢最大允许应力[o]=U3MPa,无缝钢管焊缝系数6=1.0。则理论管壁厚度6j=pXd/(2X[o]X6)=1.9X80/(2X113X1.0)^0.67mmo考虑制造壁厚公差及腐蚀裕度的附加值2.5mm,设计采用的钢管壁厚825j+2.5=0.67+2.5=3.17mm。经水力计算和管材强度验算，主要选用59X5.0mm、6108X4.
905mm、089X4.0mm三种规格。在所有碉室附近、掘进巷道入口、回采工作面两端、带式输送机机头位置及运输大巷每隔100m处、带式输送机巷道每隔50m处、岩石大巷每隔300m处设DN50消火栓，在带式输送机机头处设自动喷水灭火装置。为了安全起见，在上述设置消火栓的地点均设置灭火级别为3A的手提式高倍数泡沫灭火器。五、井下防火构筑物1.在+1915m水平、+1850m水平运输石门内设有消防材料库，并配备不小于2m砂子、2m粘土、2t水泥、2000块石专、2.On?方木、3.On?木板、10个干粉灭火器、50kg钢丝绳(巾=12mm)等材料，以便当井下发生事故时使用。消防材料库形式为巷道加宽式，碉室长度为20mo2.在+1850m水平设井下变电所，变电所通道内安设1道即防火又防水的密闭门，变电所与水泵房之间安设1道防火及栅栏两用门，碉室满足安全门的规格尺寸和安装要求。3.井下的回采工作面采到停采线，在运输、回风顺槽内打永久性防火墙，隔离采空区。第六章矿井防治水第一节矿井水文安全条件分析一、矿井水文地质情况(一)水文地质资料1.矿井水文地质类型及变化规律根据水文地质勘探资料，井田位于天山南麓的山前地带，地势由西向东逐渐降低，海拔标高+2000m〜+2099m,高差50〜99m,属低切割的中低山区，南北两侧为单面山和侵蚀残山，中间为冲积、洪积形成的平原，单面山坡度达25°〜30°,
91平原坡度均小于10°,有利于接受大气降水渗透补充地下水。井田属于大陆性干旱气候，无地表水流，位于接近终年积雪高山的南缘，气候较湿润，降雨水集中在6〜8月，年平均降水量224.6mm,年蒸发量为1567.81〜1775.5mm,10月至翌年3月为降雪期，大气降水为井田的主要补给源。因地层为急倾斜单斜构造，倾角75°〜80。，西段断层较多，大部分错断上三叠统塔里奇克组(T3t)岩、煤层，基岩主要接受大气降水及松散含水层的补给，水沿基岩裂隙一孔隙渗透补给地下水，水量大小随季节变化，枯水季节较小，主要受潜水补给，靠近冲沟开采时井下涌水量会增大。1.断层破碎带、裂隙构造的导水性匕〜心断层切割了含煤地层含水层及南部的阿合组含水层，使各含水层之间具有水力联系，因此当矿井巷道开采深度增大接近或穿过断层时，巷道涌水量将会增大。生产井充水情况：现在矿井生产水平标高为+1982m,经观察巷道内没有泉水涌出，井筒及巷道穿过断层裂隙面及煤层顶、底板没有滴、淋水现象，现矿井日排水量不超过8m3/d。2.矿井含、隔水层特征、补给来源与地表水的联系井田内出露的地层有第四系全新统〜上更新统、侏罗系三工河组及八道湾组。井田内无地表水体，含（隔）水层特征简述如下：（1）第四系透水不含水层（I）井田内第四系全新统一上更新统地层分布较广，覆盖了塔里奇克组绝大部分地层，以砾石、砂及部分亚粘土组成，呈结构松散的混杂堆积，厚17〜34m。因其结构松散而透水性好，但不具备储水条件，形成以透水而不含水为特征。根据ZK13—1孔简易水文观测资料，水位埋深35.7m,单孔涌水量小于0.01m/s.m,为透水不含水层。（2）阿合组弱含水层（II）
92主要分布于井田南部，厚约5〜10m,岩性主要由砾岩、砂砾岩、中粗砂岩等组成，间夹含铁中细砂岩，地层倾角较陡，为70。〜83°,含水层厚度大于100m。属孔隙一裂隙含水层，富水性较弱，流量达0.161/s。（3）塔里奇克组弱含水层（HI）该含水层主要分布于井田中部，绝大部分为第四系冲洪积层覆盖，分为5个岩性段，各段中、下部为较粗的砾岩、砂砾岩、中粗砂岩、细砂岩组成，各段间均有相对的隔水层，一般厚度小于5〜10m,主要为粉砂岩、碳质页岩及煤层，隔水性较差。该含水层岩性主要由砾岩、砂砾岩、中粗砂岩、细砂岩等组成，平均厚252m左右,主要接受第四系冲洪积层及降水后的渗透补给，为赋水性极不均一的弱含水层。西邻区克克登一带泉水为下降泉，泉水流量为0.01-0.021/s,水质类型为S0：・CI—Na+・Mg2+。型水。(4)黄山街组隔水层(W)分布于井田北侧，中、下部岩性由粉砂岩、粉砂质泥岩、炭质页岩夹泥灰岩组成，上部为粉砂岩与细砂岩互层，总厚度大于200m,本组岩石裂隙、孔隙不发育，具有相对的隔水作用，为较稳定的隔水层。4.矿床充水途径(1)当煤层开采时，岩层必然造成坍塌、陷落，致使单个含水层相互连通，形成一个直接充水的含水段。(2)在未来采煤过程中形成的大面积采空区、未来陷落、冒落范围内，将有可能出现暂时性地表洪流直接灌入。通过对矿井水文地质情况的了解，井田内降水量小而蒸发量大，则大气补给量甚微。根据生产井在已掘进巷道内观察，未发现大的泉水涌出，井筒及巷道穿过断层裂隙面及煤层顶、底板没有滴、淋水现象，矿井排水量为8m：7d。综上所述，矿井水文地质条件属于较简单类型。5.矿井涌水量预计
93根据现有生产矿井抽水统计资料，现矿井日排水量约8m3/d,采用比拟法进行计算，预计当矿井开采至+1850m—水平时，矿井正常涌水量为334m7d,最大涌水量为468m7d,,当矿井开采至+1700m二水平时，矿井正常涌水量为668nlYd,最大涌水量为946m7d。二、水患类型及危害程度井田内的干沟，在每年春季和6〜8月降雨期间，融雪期和降雨后洪水期有可能对井下、地面生产和生活设施造成危害。随着矿井开采的不断深入，地面产生的塌陷坑汇积的雨水有可能通过采空区进入井下，对井下开采产生危害。三、矿井水文安全条件评价1.该矿水文地质资料来源于生产地质报告，其水文地质条件分析资料较为可靠；2.报告中缺少井田西部采空区的积水资料，建议煤矿在建设和生产过程中采用煤矿安全钻机先进行探放水，进一步探测采空区积水情况。第二节矿井防治水措施一、地表水防治措施（一）地表水防治设计依据1.防洪标准本矿开拓方式为混合提升斜井，设计年产原煤9万t,工业场地防洪设计频率为l/50o2.地形、地质及水系和汇水面积矿区地处天山南麓山前地带，地形地貌总的从北而南呈梯次降低，海拔+2000〜+2099m,相对高差50〜99m。西部平均高+2050m,切割最大深度99m。地势由西向东逐渐降低，东部最高+2014m左右,
94属低切割的中低山区。矿区南北两侧为单面山和侵蚀残山，中间为冲积、洪积形成的准平原化地貌。含煤地层是均匀剥蚀和被堆积物覆盖。矿区一带降雨量少，年平均降水量为224.6mm,年蒸发量约1567.8〜1775.5mm；降雨集中在6〜8月份间，占年降雨量的60%〜70%；降雪少，降雪厚度不超过30mm。井田内无常年性河流，只有暴雨冲刷地面所形成的一些近东西向的冲沟，在春季雪水融化季节和夏季暴雨期常出现暂时性洪水顺沟快速渲泄。本设计工业场地局部地势西高东低，基本处在山梁与冲沟相间的地段，地形条件有利于地表水的排泄。汇水面积根据矿区地质地形图统计计算约0.2km2o1.开采塌陷、裂隙对地表水系和降雨渗漏影响根据煤矿生产地质报告，井田范围含（隔）水层的主要特征为：第四系全新统一上更新统（QJ-Q3T间、Q；,'11）由西到东大面积分布第四系冲、洪积层，覆盖了塔里奇克组（丁3力地层绝大部分，占矿区面积的2/3左右。主要由砾石、砂及亚粘土，呈结构松散的混杂堆积，厚17〜34m,为透水不含水层。该地层以接受大气降水及北部天山冰雪融水形成的潜水补给为主。松散层排泄条件良好，地表形成洪水时，由北向南排泄于南部戈壁滩，部分以潜流方式排泄，或补给基岩；下侏罗统阿合组（La）分布于井田南部，岩性主要为砾石、砂砾岩、中粗砂岩，间夹含铁中细砂岩。地层倾角较陡，为70°〜83°。孔隙一裂隙含水层，富水性较弱；侏罗系下统塔里奇克组（T3t1-5）弱含水层分布于井田中部，绝大部分为第四系冲、洪积覆盖。共分为5个岩性段，各段下部、中部均为较粗的碎屑岩（如砾石、砂砾岩、中粗砂岩、细砂岩等）组成，各段间均有相对的隔水层，厚度一般小于5〜10m,主要为粉砂岩、炭质页岩及煤层，隔水性较差。所以塔里奇克组为赋水性的弱含水层。该含水层平均厚度252nl左右，主要接受第四系冲、洪积透水不含水层及降水后的补给。井田主要开采As、A6、A9号煤层，是以塔里奇克组第四段（T3t4）
95下部灰白色含砾粗粒砂岩为参照标志，A6号煤层下邻底煤层，间距0.58〜2.32m,煤层厚度为1.74〜6.81m,平均厚度为4.01m,顶板为炭质泥岩、中细砂岩；煤层夹肝为炭质粉砂岩、炭质泥岩、个别为细砂岩；底板为细砂岩、炭质粉砂岩。As号煤层在A6号煤层下部0.58〜2.32m,在2线两煤层间距0.58m,具有复合在一起的现象。煤层厚度1.08~4.3m,平均厚度1.82m,煤层结构较简单，煤层含1〜2层炭质泥岩夹阡；顶板为炭质泥岩、粉砂岩、炭质泥岩,底板为炭质粉砂岩。&煤层距下部上煤层间距15.78〜30.00m,煤层厚度为：1.30〜2.22m,平均厚度为1.90m,顶板为炭质粉砂岩，底板为炭质泥岩。上三叠统黄山街组（Tsh）隔水层分布于矿区北侧，中、下部岩性为粉砂岩、粉砂质泥岩、碳质页岩夹泥灰岩透镜体，上部为粉砂岩与细砂岩互层，总厚大于200mo本组岩体裂隙、孔隙不发育，具相对的隔水作用，在区域上为较稳定的隔水层。由此可见，基岩以河流相，三角洲相的砂砾岩，砂岩沉积为主,透水性较强，主要接受大气降水及松散含水层的补给，沿基岩裂隙一孔隙渗透是地下水补给的主要通道，随季节的变化补给的水量有大小，枯水季节受潜流补给，水量较小；雨季（或洪水期），地下水补给有所增加。另外矿区地层为急倾斜的单斜构造（地层倾角70°〜85°）,3〜f6断层主要集中在井田西段断层切割了塔里奇克组（Tst）含煤地层含水层及南部的阿和组（La）含水层，使各含水层具有水力联系，是大气降水、积雪消融渗透的良好通道，有利于补充地下水。综上所述，该井田地下水以大气降水、北部高山区雪融水补给为主，煤矿区充水水源主要是以煤层顶板基岩裂隙水为主，当开采煤层后，打破了岩石原有的稳定性，随着采空面积的增大，导水裂隙带与上部岩体将会连通，严重影响岩体的稳定性，导致产生塌陷坑和新的裂隙，使降雨及裂隙空隙含水层更有利于向井下渗透，将对矿井生产造成很大的危害。根据本区其它已开采的矿井资料证实,
96塌陷和裂隙对地表水系和降雨渗漏有很大影响。要做好各项防护措施。（二）地表水防治矿区的地表水主要来自井田南部、西北部低山丘陵汇集的雨水和雪融水。为确保工业场地的安全，需在工业场地周围设置必要的防护工程，以消除地表水对工业场地的危害。为了防止地表水聚集沿塌陷坑或裂隙灌入井下，塌陷坑及裂隙要及时采取填塞。填塞工作必须有安全措施，防止工作人员陷入塌陷坑内。在已有采空区对应的地面，必须设立安全警戒线。每次暴雨过后，必须派专人检查矿区及附近地面有无裂缝、老窑陷落和塌陷等现象。发现漏水情况,必须及时处理。排到地面的矿井水，必须经处理后，引至井田境界外，避免再渗入井下。为消除工业场地上游地区春季雪融水和夏季降雨形成的暂时性洪水对工业场地的威胁，本设计在工业场地西侧修建了一道截洪沟,把汇水导向工业场地南侧的冲沟内。（三）地表水防治工程截洪沟为土明沟，断面形式为梯形，上口宽2.5m,下口宽0.5m,深1.0m,全长225m。截洪沟修建所挖出的土方应整齐堆置在截洪沟东侧形成堤坝，其表面应夯实。二、井下防治水措施1.矿井+1982m水平回风巷、+1850m水平运输巷等井巷工程布置于下部的As煤层中，可防止煤层上部含水层对开拓巷道的影响。为防止上部采空区积水影响下部煤层的开采，设计在每个水平与上部采空区之间留设斜长为20m的水平安全隔离煤柱，留设的煤柱不得回采。2.井下探放水设计选用1台TXUT5A煤矿安全钻机，最大钻进深度为100m,可以满足井下探放水要求。3.回采浅、深部煤层时先对上部采空区进行探放水并留设适当
97的煤柱，采煤、掘进工作面应采取有疑必探，先探后采、先探后掘的措施，用TXUT5A煤矿安全钻机进行探放水后再进行生产，当工作面回采结束时，应在封闭采空区的密闭上设U型管进行排水，防止采空区积水。当水压过大时，应采用反压和防喷装置。井下探放水地点撤退路线要有良好的照明，并制定好安全措施，控制放水量,注意水量的变化。当矿井开采二（四）采区巷道穿过断层前，先用TXU—75A煤矿安全钻机进行探放水，采取有效的疏水措施后，再进行正常生产，防止发生涌水淹井事故。1.及时密闭废弃的巷道，在有积水巷道的密闭墙上留设反流水孔，以便排出采空区积水，避免采空区及废弃的巷道中的积水给下部煤层的开采造成安全隐患。2.每次降大到暴雨时和降雨后，及时观测井下水文条件变化情况，并及时向矿主管安全的领导报告。3.对井下开采使地表形成的塌陷坑和裂隙及时进行回填，避免大气降水通过塌陷坑和裂隙渗入井下。排到地面的矿井水，必须妥善处理，避免再次渗入井下。4.水泵房通道设防水密闭门嗣室，水泵应及时维修，备用泵保持良好使用状态，以便随时投入运行。5.采空区积水情况不明，根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》计算回采Ag煤层时冒落带高度为7.48m,导水裂隙带高度为23.08m；计算回采A5、4时冒落带高度为80.0m,导水裂隙带高度为192.3m。Hc=4M式中H,一导水裂隙带高度，m；M—累计可采煤层厚度，1.87m；n一煤分层数，1；乩一冒落带最大高度，mo回采筋煤层时：％=等当+5.1=23.08团'33x2+3.8
98HC=4X1.87=7.48m回采A5、A6时：H,=100x2004-5.1=192.3n?f33x2+3.8Hc=4X20.0=80.0m为防止采空区内积水对矿井生产造成危害，当回采AcAs、A6煤层下部时，A9、鼠、A6煤层上部采空区积水将随煤层顶板的垮落涌入井下，造成透水事故，因此矿井应对上部采空区应先探明积水情况，对其采空区积水进行排放后，方可在投产设计采煤工作面进行生产。三、井下探放水措施1.投产工作面上部采空区积水在投产前应进行探放，采煤、掘进工作面应采取有疑必探，先探后采、先探后掘的措施，设计选用1台TXU—75A煤矿安全钻机，最大钻进深度为100m,可以满足井下探放水的要求。2.矿井在开采、掘进接近断层破碎带含水层、导水裂隙带及上部有采空区时，必须用煤矿安全钻机向前探100m,进行放水后向前方掘进50〜70m后，再向前方探100m放完水后，再向前掘进，避免发生发生突水事故。3.回采煤层下部时应对上部采空区留设适当的安全隔离煤柱，不得回采，并在封闭采空区的密闭墙上设U型管进行排水，防止采空区积水，避免采空区及废弃的巷道中的积水给下部煤层的开采造成安全隐患。当遇水压过大时，应采用反压和防喷装置，井下探放水地点撤退路线要有良好的照明，应密切注意观察巷道中的水量变化情况，控制放水量，并制定好安全措施。第三节井下防治水安全设施一、排水设施1.排水设施设计依据矿井一水平最大涌水量19.5m3/h。混合斜井井口标高：+2040m,
99一水平井底标高：+1850m,井筒垂深190m,井筒倾角25°,井筒斜长450m。排水管由泵房经管子道沿混合斜井井筒敷设至地面沉淀池。1.排水系统方案选择结果论述该矿排水系统采用集中排水系统。依据本矿实际情况:水量小，且现有排水设备能力不够，需重新选型。排水系统采用集中排水。集中排水：开拓量少，管路敷设简单，管理费用低，较经济。因此采用集中排水系统合理。2.主、副水仓布置及内容根据地质报告提供的资料计算矿井一水平涌水量为334m3/d,小时涌水量为14m7h,设计在+1850m水平车场布置主、副水仓，水仓容量按矿井8h正常涌水量计算，设计主、副水仓总长度为78m,水仓有效容量为275m）大于140m:,o满足《煤矿安全规程》第280条中的要求。水仓清理采用人工清理方式，将水仓沉淀物装入清理翻斗矿车,清仓绞车选用1台JD-11.4型调度绞车，由清仓绞车将矿车从清理斜巷拖出，再用人工推至+1850m水平车场，然后由混合提升斜井提升绞车提至地面。3.主要水泵型号选择及台数：设计按矿井一水平最大涌水量19.Sm'/h,依据上述条件，水泵选用3台D25-30X8型离心泵。其中1台工作，1台备用，1台检修。每台水泵的性能参数为：Q=15-25m3/hH=240〜272mn=2950r/min与水泵配套的电动机为YB200L2—2型，其性能参数为:N=37kWU=380V/660Vn=2950r/min
100日排水时间14.12ho该排水设备满足《煤矿安全规程》对排水设备的规定。1.排水管路趟数、规格选择：排水管敷设2趟①89X4的无缝钢管。其中1趟工作，1趟备用。吸水管选用①89X4的无缝钢管。该排水管路满足《煤矿安全规程》对排水管路的规定。矿井开采二水平时重新选择排水设备。2.主要水泵房和通道布置及安全出口在+1850m水平运输石门布置井下变电所、水泵房及管子道，水泵房与+1850m水平运输石门通过通道联系，同时通过管子道与混合提升斜井联系，管子道入口高出水泵房底板7m以上，水泵房已具备了能行人的两个安全出口，变电所、水泵房通道内各设1道即防火又防水的密闭门，变电所与水泵房之间设1道防火栅栏两用门。3.井下巷道水沟坡度及断面要求：+1915m水平车场及运输巷、+1915m水平运输石门、工作面运输顺槽水沟向混合提升斜井井筒方向坡度不应小于3%。，+1982m水平回风石门、+1982m水平回风巷、+1982m水平工作面回风顺槽向轨道上山方向坡度不应小于3%0,按设计要求布置巷道内的水沟，水沟断面应不小于0.06m2o4.矿井共设3条井筒，即混合提升斜井和东（西）风井，为满足通风、行人及排水的要求，在混合提升斜井井筒内设行人台阶和扶手，在立风井中设梯子间，当井下发生火灾、水灾、瓦斯爆炸事故时，按避灾路线图中指定的路线组织人员安全撤离至地面。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
1011.煤层顶底板围岩稳定性《新疆拜城县温巴什煤矿东竖井生产地质报告》主要对a5.a6.a9可采煤层顶底板进行了分析，分述如下：As煤层:直接顶板岩石为炭质泥岩，厚度0.58〜1.0m,属软岩；间接顶板岩石为泥质粉砂岩，厚度1.0〜2.0m,单向抗压强度25.91MPa,岩石硬度f值为3〜4,属较软弱岩石；直接底板岩石为粉砂岩夹细砂岩，细砂岩厚度大于5.0m,单向抗压强度46.55MPa,属中硬岩石。A6煤层:煤的单向抗压强度7.8MPa,软化系数为0.64；直接顶板岩石为细砂岩，厚度2.0~3.0m,单向抗压强度40.21MPa,属中硬岩石；间接顶板为粗砂岩，厚度大于5.0m,抗压强度大；直接底板岩石为粉砂岩，间接底板岩石为粉砂岩夹细砂岩、中砂岩，厚度大于10.0m,与A5煤层间接顶板岩石为同一层，岩石硬度f值为6〜7。Ag煤层：煤的单向抗压强度7.2MPa,软化系数为0.54；直接顶板岩石为细砂岩，单向抗压强度47.83MPa,属中硬岩石，硬度为5,稳定性较差；直接底板岩石为炭质粉砂岩（炭质泥岩），厚度1.0m左右，属较软岩石，间接底板岩石为粉砂岩、中细砂岩、粗砂岩，厚度大于10.0m,属中硬岩石，岩石硬度f值为3〜4。岩石物理力学性质试验成果见表7-l-lo
102岩石物理力学试验成果表表7-1-1采样位置1.11~J~,名称比重(g/cm3)天然容重(g/cm3)孔隙率(%)单向抗压强度(Mpa)天然状态揄i强度(Mpa)天然状态蒯州£(Mpa)软化系数煤1/编弓采样地点位置天然状态饱和状态干燥状态A5XJ-CM.顶板粉砂岩2.7125.911.810.35底板细砂岩2.7646.552.61AgXJ(Vxj-cm2顶板细砂岩2.8040.212.720.13底板粉砂岩2.7125.911.81A9XJ-CM,Ai煤底板细砂岩2.7847.832.850.17粉砂岩2.6921.071.79AeXJ-CM,煤层中部煤1.347.85.48.40.440.8XJ-CMi煤层下部煤1.327.24.37.90.410.69二、顶板冒落灾害的防治措施(一)回采工作面顶板管理方式的选择，回采工作面支护设备的选择论证，采区顺槽布置方式巷道支护的选择论证。1.回采工作面顶板管理采用全部跨落式；2.回采工作面支架的选择论证根据矿井煤层赋存条件和开采技术条件，顶底板稳定性情况及矿井生产能力等因素综合考虑。(1)开采A,煤层时工作面支护：选用钢丝绳连接的柔性掩护支架，采用11号矿用工字钢梁加工成“扁八字形”型掩护支架，为使支架在工作面能保持稳定，先用长1〜2m的扁钢或角钢分组刚性
103连结，再用4道钢丝绳将各组柔性支架连结成为整体支架。支架间距为：参考类似生产矿井工作面支护参数，设计支架间距取0.35mo(2)开采As、A6煤层时工作面支护：选用悬移顶梁液压支架，型号XDYTTY型二梁四柱支架，其主要技术参数：工作阻力：1200kN；支架规格：2260X680mm；支架重量：780kgo工作面支架选型计算：工作面顶板压力估算P=325M^kN/m2式中P——顶板压力，kN/m2；M一工作面采高，20moP=325X20°e=609.676kN/m2需要的支架工作阻力PXS=609.676X2.06X0.68=854.03kN<1200kN式中S一支架支护面积，2.06X0.68=1.40m2根据以上计算结果表明，支架工作阻力2800kN/m?大于工作面顶板压力2649.53kN/m2,则该支架满足工作面支护要求。支架间距609.676X(2.06X0.9)=1130kN<1200kN支架数量：Z=LoKo/L式中Z一支架数量(架)L。一工作面平均长度7.8m；Ko一备用系数，《煤炭工业小型煤矿设计规定》为20%。
104L一支架间距，0.9oZ=7.8X1.2/0.9=10架参考类似生产矿井工作面支护参数，设计架间距取0.9m。（3）工作面端头支护采用长度为2.5mJi型钢梁配DZ22型单体液压支柱四对八梁、一梁三柱的支护方式；工作面运输和回风顺槽加强支护段长度20m,加强支护段采用DZB22型单体液压支柱配HDJA—1000型金属饺接顶梁支护，双加强支护沿顺槽走向布置。1.采区巷道支护采用工程类比法：回采工作面运输顺槽、回风顺槽断面为矩形，金属锚研支护，若局部易片帮或冒顶可采用锚研+金属网支护。掘进工作面严禁空顶作业，临时支护即为永久支护。2.主要井巷及碉室支护根据《煤矿矿井巷道断面及交岔点设计规范》、《煤矿矿井井底车场碉室设计规范》、《煤矿矿井井底车场设计规范》、《煤矿矿井采区车场和嗣室设计规范》等有关设计规定，参照已有矿井断面支护情况，运用工程类比法，设计矿井各断面及支护参数如下：混合提升斜井、东（西）风井为全矿井的生产和安全服务，混合提升斜井穿过第四系地层支护方式采用半圆拱料石砌布支护，基岩段采用半圆拱锚喷支护；东（西）风井支护方式为圆形料石砌罐支护。井下变电所、消防材料库、水泵房等碉室断面均为半圆拱料石砌布支护，+1850m水平、+1982m水平、+1915m水平车场及石门均为半圆拱锚喷支护；井下煤仓及装载碉室采用碎支护。
105井下各类巷道特征表巷道名称断面积(m2)围岩硬段支护方式支护参数净掘进锚深(nm)厚(nm)^帝杆数(根)采区车场、运输石门(单轨)5.616.654~6锚喷16008011采区车场、运输石门(双轨)10.5212.174~6锚喷200010015+1915m(+1850m)水平运输在5.616.65煤锚网喷16008011采区回风巷、回风石门4.975.48煤岩锚喷16008010进风行人眼2.99煤锚杆1200运料眼2.43煤锚杆1200溜煤眼2.544.91煤碎350工作面运输顺槽5.5煤锚网1600工作面回风顺槽5.5煤锚网1600工作面开切眼3.604.26煤诗钢1.交岔点支护选择论证设计矿井井下交岔点有各煤层运输巷与运输石门交岔点、运输平胴与运输大巷交岔点等，采用锚网或锚喷支护，交岔点锚杆间距500mm,金属网采用8号铁丝编成，交岔点最大净跨度5.5m,墙高1.1m,拱高2.75m,支护参数计算如下：锚杆长度：L=N(1.1+W/10)=0.9(1.1+5.5/10)=1.49m式中W——巷道净宽度，m；N一围岩的影响系数，取0.9m；L锚杆长度，m0锚杆直径：d=L/110=l.49/110=0.014m取16mll1。锚杆间距：M^O.5LX0.5X1.49=0.75m根据以上计算，选择锚杆支护参数符合设计要求。
1065.采用锚喷或锚网支护巷道的验算采用锚喷支护的巷道有石门、主斜井、斜风井；采用锚网支护的巷道有轨道上山、运输上山、回风下山、煤层运输顺槽、回风顺槽等。锚杆材质均采用016mm的螺纹钢筋，长度为1.6〜2.0m,采用树脂锚固剂锚固，金属网采用8号铁丝编织而成。巷道断面见第三章插图3-4-1〜插图3-4-3。按车场双轨断面进行计算：锚杆长度：L=N(1.1+W/10)=0.9(1.1+3.4/10)=1.30m锚杆直径：d=L/110=l.30/110=0.012m取16mm。锚杆间距：M<0.5LX0.5X1.3=0.65m取800mm。根据以上计算所选锚杆支护参数符合设计要求。井下巷道若遇破碎区域时，采用缩小锚杆间排距，必要时可考虑采用加金属网、锚索、钢带联合等支护方式。6.矿山压力观测设备在采煤工作面、掘进工作面设计配备各种矿山压力观测设备有:DZ—CL—1型单体液压支柱测力计2台、KY—82型顶板动态仪2台、DSB—1型顶板下沉速度报警仪2台、BHS—10型测枪3支、YZ系列液压枕5个、HCZ型钻孔油枕应力计5个、ML-20型锚杆拉力计2台等。第二节爆炸材料库一、地面爆炸材料库本设计利用现有矿区地面爆破材料库，现有爆破材料库位于工业场地西侧约680nl处。库内存放炸药850kg,雷管1650发，设有专用炸药雷管发放套间和值班室。该爆破材料库已通过当地公安部门验收，本设计配备SD-2型电雷管全电阻检测仪1台。
107二、井下爆破材料井下不设火药发放嗣室。第三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混合斜井提升设备：该提升设备主要担负煤、研石的提升及人员、材料、设备等的升降任务。混合斜井井口标高：+2040m,一水平井底标高：+1850m,井筒垂深190m,井筒倾角25。，井筒斜长450m；二水平井底标高:+1700m,井筒垂深340m,井筒倾角25°,井筒斜长805m。提升容器：采用It翻斗矿车，其质量为487kg,净载煤1000kg或载砰1800kg；提人时选用1辆XRB12-6/6—S型（头车）抱轨式斜井人车，其质量2100kg,每次可载12人（含跟车工1名）。最大班下井人数29人；含砰率1%；每班下材料4次，设备2次，其它3次。矿井服务年限21.9ao其中一水平11.6a,二水平10.3a。绞车及串车数均按二水平选。其它按一水平选型。经计算，选用1台JK—2.5X2/20型单筒绞车，其性能参数为：D=2.5mB=2mV=3.8m/sFj=90kN与绞车配套的电动机选用YR5005—10型，其性能参数为：N=280kWU=10kVn=586r/min钢丝绳选用64(18)—26—155型，其性能参数为：d=26mmPk=2.846kg/mQk=454720N提煤时，负荷最大。每钩最多串7辆矿车。钢丝绳的静张力最大为53802N。
108钢丝绳的安全系数为8.45>7.5。提人时，每钩串1辆人车(头车)，钢丝绳的安全系数为19.6>9O钢丝绳在滚筒上缠绕1层。天轮选用TD1400/1350型(Dt=1400mmd>25〜31mm)游动天轮。井架高度为8.5m。绞车滚筒直径与钢丝绳直径之比D/d=96.15>80；天轮直径与钢丝绳直径之比Dt/d=53.84>20o天轮到滚筒上的钢丝绳的偏角：a=0。57'8.64”<1°30'。2.矿井可能产生的提升事故：混合井为串车提升斜井，可能产生的提升事故有矿车跑车、掉道、断绳、过卷等。3.防治提升事故的主要措施提升装置必须装设下列保险装置：防止过卷装置、防止过速、装置限速装置、过负荷和欠电压保护装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置、松绳保护装置、减速功能保护装置、定车装置等。提人时，选用1辆XRB15—6/6型抱轨式斜井人车（头车），该人车配有安全可靠的制动装置，该制动装置能自动操纵制动，也能手动操纵制动，使人车在断绳或出现危险时，立即停车，防止人车坠落。地面混合提升斜井绞车担负着提升煤炭和肝石、运送人员、下放设备、材料的任务，属一级负荷，采用双回路供电，电源分别引自地面所10kV不同母线段，绞车采用JTDK—PC-O1S提升机电控系统（含动力制动），可实现过卷保护、反转保护、轴编码器失效保护、全行程限速保护、深指失效保护、制动油、润滑油过欠压保护、闸瓦磨损保护、通信错误、给定方向记忆，变频器软硬故障等安全保护功能。可实现满足《煤矿安全规程》第427条各项要求，是煤
109矿绞车提升和井筒通讯安全的可靠设备。2.信号装置混合提升斜井绞车提升信号均采用KXT18型提升信号装置及配套人车信号KDLT—2型，该装置由KXT18.1井口信号台、KXT18.2井底信号台、KXT18.3井口电源控制箱和KXT18.4井底电源控制箱组成。主机设在绞车房内，在即040111井口、+1915m水平车场及+1850m水平井底车场各设有1台隔爆信号箱。此系统为矿用本质安全型，系统功能齐全，有可靠的安全保障，设有声光信号，数字记忆等功能。其信号闭锁有：（1）提升信号与绞车控制回路之间；（2）提升信号与+1915m水平、+1915m水平车场回路之间；（3）与其他信号之间（事故、急停信号与其他信号之间；运人、运物和检修信号之间；提人方式下，井口信号台与井下信号台之间)；均存在闭锁关系。满足了《煤矿安全规程》第369、370条的要求，是煤矿绞车提升的安全可靠设备。3.其它防治措施(1)混合提升斜井主要担负人员及材料的运输，为防止运输事故的发生，在井筒上部平车场下方20m处设有FJB-A型常闭型跑车防护装置一套，在下部车场上方30m处设有FJP-A型常开型斜井跑车防护装置一套。该装置能自动操纵制动，当井筒内发生跑车时，能立即挡住车辆。(2)为防止矿车滑入井下，在混合提升斜井井口设置发生跑车时能挡住车辆的阻车器。上述挡车装置必须经常关闭，放车时方准打开。挡车装置和防跑车装置在提升人员时必须是常开状态，并能可靠的锁住。(3)为防止混合提升斜井井筒内铺设的轨道下滑，沿井筒倾斜方向每隔30m安设轨道防滑措施，采用预埋木轨枕、固定道床。(4)为防止井筒冬季结冰，设计对混合提升斜井入井采用热风
110炉进行空气加热，热风和冷风在井筒内混合，混合后温度为2C,井筒防冻设计热负荷537kW,需加热风量7.71kg/s。空气加热设备年运行140d、热效率取65%、标煤热值为8140W/kg,平均热负荷以设计热负荷的60%计，经计算空气加热耗标716%X24X140/(8140X65%)勺454t/a。选用4片SRL20X10/3绕片式空气加热器(F=127.5n]2、A=0.85m2),2片串联为一组,共两组。净通风面积2X0.69=1.38m?,散热面积4X127.5=510m2。经计算质量流速为5.gkg/n?・s、传热系数约24.3w/m2•k＞散热面积富余量约29%、空气通过2片加热器压力损失约108Pa。选用2台丁40—8#—15°型轴流风机，其技术参数为Q=12301m7h,H=140Pa,N=LlkW,n=960n/min。布置在LXBXH=6.6mX4.5mX3.2m空气加热室内。二、井下运输事故的防治措施及装备（一）矿井选用的主要运输设备1.投产时运距短，在+1982m水平、+1915m水平、+1850m水平车场及运输石门中的原煤、肝石、材料及设备运输采用人推MFI.1—6US（A）型翻斗矿车的轨道运输方式。2.混合提升斜井采用单钩串车提升，铺设轨型及连接处道岔轨型均为22kg/m,轨道的接头采用焊接方式，道床采用固定道床，道岔型号为DK622—4—12。4.工作面回风顺槽等巷道的铺设轨型及连接处道岔轨型均为15kg/m,道岔型号为DK615—4—12。5.采区内的运输方式：工作面用搪瓷溜槽运煤，WHA901工作面运输顺槽用1台DTL65/22D型带式输送机和1台SGB—420/30型刮板输送机运煤；6.矿井达到设计生产能力时，配备It翻斗矿车52辆，It材料车4辆、It
111平板车2辆。（二）矿井运输中可能发生的事故分析井下煤炭运输采用带式输送机或刮板输送机，可能发生胶带跑偏、打滑、撕裂胶带、连接胶带伤人、乘坐胶带伤人等事故；辅助运输采用人推It翻斗矿车、It材料车、It平板车运行时,可能发生碰撞、伤人等事故。(三)防治运输事故的主要措施1.在混合提升斜井、各水平车场、运输石门等地点严格执行“行车不行人、行人不行车”的规定，在倾斜运输巷道各水平车场连接处安设KXT18型提升信号装置，该装置由KXT18.1井口信号台、KXT18.2井底信号台、KXT18.3井口电源控制箱和KXT18.4井底电源控制箱组成。。2.电机车运输巷信号在+1915m、+1850m水平电机车运输的运输巷内正常生产时只有1台电机车运行，故不设信集闭信号，为防止发生车辆运行中的人员伤亡事故，设计在大巷弯道司机视线受阻处选用由KXB1型矿用语言声光报警信号器和CK-3型矿用轨道传感器组成的列车占线报警声光信号。3.井下电机车运输时注意事项：(1)井下运输电机车正常运行时，机车在列车前端；机车前面有照明，后面有红灯；两机车在同一轨道同一方向行驶时，保持不小于100m的安全距离。(2)在行驶机车的运输大巷内设置路标和警标。机车行近巷道口、嗣室口、弯道、道岔等地段，以及前面有车辆或视线有障碍时应减速行驶，并发出警号。(3)按《煤矿安全规程》要求，机车运行巷道中铺设24kg/m的钢轨，道岔的钢轨型号不低于线路的钢轨型号。(4)煤矿必须制定有用矿灯发送紧急停车信号的规定，非危险情况下，任何人不得使用紧急停车信号。
1121.两个平行轨道之间，每隔50m应连接1根断面不小于50mm2的铜线或具有等效电阻的导线；线路上所有钢轨接缝处，必须用导线或采用轨缝焊接工艺连接，连接后每一个接缝处的电阻，22kg/m的钢轨不得大于0.00021Q2.混合提升斜井严格执行“行人不行车，行车不行人”的规定。3.在混合提升斜井井口按规定设置600mm轨距单式单道ZS-1型手动阻车器；4.在混合提升斜井内合理布置立滚和地滚，保证运转灵活和安全，其装设位置应以减小钢丝绳摆幅和不磨损钢丝绳为准；5.井下运送砰石、设备、材料的矿车，在各种车辆的两端都必须安装碰头，每端突出的长度不得小于100mm。6.钢丝绳、制动器连接装置、保险装置要定期检查，发现问题时要及时处理；7.加强对矿井生产人员的安全培训和教育，机电设备操作人员必须经过培训合格后持证上岗，生产过程中要严格执行《煤矿安全规程》的各项规定。8.带式输送机巷人员跨越处设天桥，同时标注跨越处巷道名称、高度等数据及名称，并注明注意事项及有关规定，无天桥处严禁行人跨越。（四）人推矿车运输事故的防治措施+1982m水平车场、+1915m水平车场、W11A901工作面回风顺槽、E11A901工作面运输顺槽掘进面采用人推矿车运输方式，人推矿车必须遵守以下规定：1.一个人一次只能推1辆矿车，并严禁放飞矿车，在巷道中，同方向推车的间距不小于10m；轨道坡度大于5猊时，同一方向2辆矿车的间距不小于30m；轨道坡度大于7猊时，禁止人推矿车；2.推车时必须时刻注意前方，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物时，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、
113弯道、巷道口、风门、碉室出口时，推车人必须及时发出声光警号。三、其它事故的防治措施及装备1.工作面运输顺槽刮板输送机、带式输送机信号采用ZK—1型通讯、信号控制装置；2.在溜煤眼上口设铁篦子，铁篦子材料用15kg/m的轨道，铁篦子网孔尺寸为300X300mm；3.井底溜煤眼采用圆形斜煤仓，煤仓倾角78。；4.在溜煤眼下口收口侧壁设压风喷嘴预留孔，当出现堵仓事故时，设计选用GKC—30型空气炮进行破拱；5.溜煤眼内设煤位信号装置，当溜煤眼煤装满时发出警告信号,防止堆仓事故。第四节电气事故防治措施及装备一、井下电气设备的选择本矿井开拓为混合提升斜井开拓，采用单钩串车提升，矿井属低瓦斯矿井，有煤尘爆炸危险性，煤层易自燃发火，发火期3〜6个月。按照《煤矿安全规程》的有关规定，在井下变电所，回采工作面、运输顺槽、回风顺槽、掘进工作面配电电气设备及井下照明、井下通信系统等均选用有煤安标志防爆型电气设备。二、供电线路、地面变电所及事故（一）供电线路事故及防治措施1.可能产生的事故分析供电线路的正常运行对于矿井获得持续供电及供电的可靠性意义重大，由于煤矿所处的地理位置、地质条件、自然环境等因素的影响，对供电线路不可避免地造成一定的威胁，另外还有诸如电杆
114根部是否腐朽、基础支撑是否牢固、杆是否歪斜、设计强度是否达到要求、钢筋混凝土杆是否有裂纹等都是导致线路发生事故的原因。10kV供电线路档距较短，导线悬点高度较低，一般不会产生导线振动的现象，因此，本工程线路不必设置防振措施。1.防治措施本矿井采用双回路供电，任一回路都能担负矿井的全部负荷。两回电源线路分杆架设，故线路不会同时受到损失。另外，路径选择时躲开了塌陷区。线路设计的气象条件：该井田区属北温带大陆性干旱气候区，气候干燥多风，降雨量少，年、日温差大，夏季酷热，冬季严寒，最高气达29℃,最低气温-20C,常年多风少雨，年均风速5.7〜6.6m/s,最大风速可达30m/s,4〜5月份常有7〜8级大风，有时达10级以上。综合上述情况，结合已运行的线路资料，本线路采用如下气象条件：本线路采用如下气象条件:气象条件温度（℃）风速(m/s)复冰（mm）最高气温+4000最低气温-3000最大风速1525(30)0复冰-5105本线路导线为LGJ—70,送电线路长度为5km,设计年平均运行应力为瞬时破坏应力的25%,年平均运行应力为6.75kg/mm2,导线安全系数为4,最大使用应力为6.75kg/mm2o全线路电杆采用稍径为6190的预应力锥形水泥杆；全线平均杆高为12m；平均档距为50m；电杆均采用铁横担。（二）地面10kV变电所事故及防治措施1.可能发生的事故分析
115造成变电所受损的自然因素主要有滑坡、塌陷区、溶洞地带、采空区、遭遇洪水、遭遇雷击等。造成变电所受损的设备因素主要变压器着火、变压器的门因辐射热和火焰而烧毁，使事故蔓延扩大；通风窗起火而烧毁，使火灾事故扩大。小动物进入室内造成电气设备事故，如老鼠咬伤电缆，蛇猫等造成电气设备短路。另外雨雪飘入配电室内（如雪飘到母线上引起闪络）也会造成配电设备故障的事故。1.事故防治措施地面10kV变电所设计在所址的选择中，综合考虑了滑坡、塌陷区、采空区、洪水等各方面的因素，同时也考虑了周围环境，将该联合建筑设在了工业场地中位置，详见总平面布置图。变电所屋内设备设置了避雷器保护。设计将可燃油油浸电力变压器室的耐火等级确定为一级。高压配电室及电容器室耐火等级确定为二级；低压配电室的耐火材料等级采用三级；可燃油油浸变压器室的门采用丙级防火门；变压器室的通风窗采用非燃烧材料。为防止雨、雪和小动物的进入，通风窗采用百叶窗，百叶窗内设网孔不大于10X10mm的铁丝网。采用技术先进，有国家认证的产品。三、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.防止矿井突然停电的措施矿井用电及主要设备机房均属一、二类负荷，设计采用两路电源供电，一回电源运行时，另一回路带电备用，保证已运行回路停电时，另一回路立即投入运行，并迅速查明停电原因，及时检修以备再用；制氮车间及通风机的两回电源线直接由变配电室低压系统不同的母线段馈出。要求在日常工作中，有关人员认真做好防断线检查巡线纪录，做好防倒杆事故检查巡视纪录。3.防止电火花事故的措施井下有瓦斯和煤尘，当其浓度达到爆炸浓度时，若工作面在该
116环境中的电气设备产生危险电弧、电火花或局部高温，就会发生燃烧和爆炸。因此，设计对井下供电设备选型时，综合考虑了以下几个因素：(1)设计所选井下供电设施根据其设置的位置选用矿用一般型及防爆型电气设备；(2)电气设备的防护性能好，以防止井下发生冒顶和片帮等事故时，碰撞和挤压电气设备及电缆。(3)由于矿区供电方案未最后确定，短路电流计算缺少依据,故本设计在此阶段不进行短路计算，待下一阶段再进行短路计算及设备校验，本次主要电器设备初步按如下参数选择：地面高压开关开断电流在20kA以上，井下高压开关开断电流在12.5kA以上，地面低压开关开断电流在15kA以上，井下低压开关开断电流在15kA以上；10kV侧限制的最小电缆截面为25mm2；10kV侧最小电流互感器变流比为20/5Ao除此之外，还要求工作人员严格遵守安全用电制度，加强矿用电气设备的管理。3.防止井下电气着火事故为防止低压电缆着火，铠装电缆接线盒放炮着火，矿用变压器着火，设计采取了如下措施：(1)设计对本供电系统进行了短路电流计算，对所选设备进行了必要的校验，以确保所选的高低压开关在本供电系统中能正常地运行；短路电流计算见插图7-4-1。(2)井下电缆选用满足MT818标准的煤矿用阻燃型橡套电缆，电缆连接处采用隔爆接线盒，防止已着火的电缆脱离电源后继续燃烧；(3)电缆悬挂要符合《煤矿安全规程》；(4)设置继电保护，并按《矿井低压电网短路保护装置整定细则》进行整定，保证灵敏可靠。
1173.防止触电事故为防止井下触电事故的发生，电气设备在设计中严格按照《煤矿安全规程》等有关规定，做到安全用电。防止触电的主要措施有:(1)采用全封闭的设备，以使人体不能触及或接近带电体，将人体可能触及的电气设备的带电部分全部封闭在外壳内，并设置闭锁机构，只有停电后外壳才能打开，外壳不闭合送不上电；对于那些无法用外壳封闭的电气设备的带电部分，采用栅栏门隔离，并设置闭锁机构；(2)设置了保护接地设施，防止人身触及带电设备外壳而造成触电事故，对井下36V以上的和由于绝缘可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、棚架等，均设置了保护接地，选用1000X750X5mm的镀锌钢板2块，作为主接地极分别设在井下中央变电所旁边的中央水泵房主、副水仓中，所有保护接地和局部接地装置均和主接地极连成一个总接地网，接地网上任一保护接地点的接地电阻不得超过2QO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不得大于1Qo（3）在井下高、低压供电系统中，装设了漏电保护装置，防止供电系统漏电造成人身触电和引起瓦斯或煤尘爆炸；（4）采用较低的电压等级，对人体经常触及的电气设备（如照明、信号、监控、通信和手持式电气设备），除了采用手柄绝缘外，还采用了较低的电压等级；（5）维修电气装置时要使用保安工具。
118第八章矿井安全监测监控第一节安全监测、监控和传输设备选择一、监测、监控设备选型原则所选择的KJ90煤矿综合监控系统已通过国家的安全认证，具有煤安标志且井下设备属于本质安全型。监控系统能够监测各种模拟量和开关量参数，对各种超限参数进行报警并完成相应的闭锁功能。二、监测监控设备设置地点及主要设备的功能、型号和数量安全监控系统构成如下：(1)地面中心站：设在矿调度办公室内，站内设工控机2台(主机其中1台工作，1台备用)；集线器、传输接口各1台、激光打印机1台；UPS2kVA在线式2台；监控软件一套；担负全矿监控数据实时采集、分析处理、控制等任务。是KJ90煤矿安全监测监系统重要的中心控制设备。另在正、副矿长办公室、总工办公室各设一套网络终端；便于领导及时了解井下安全状况,更好的指挥生产。(2)分站设置：全矿共设6个井下环境安全监测分站和地面1个火灾束管监测分站。井下环境监测分站分别选用KFD—2(16回路)型分站设备；共选用了6台KFD—2；具体分布如下：①在井下变电所、11A901工作面回风顺槽掘进工作面、11A902工作面运输顺槽掘进工作面、W11A901工作面回风顺槽、W11A901工作面运输顺槽、W11A901工作面各设置KFD—2型各1台通用分站；②在扇风机房站设置1台KFD—2型通用分站；在上述各分站均配有相应数量的检测CH1、CO、风速、空气温度、空气压力等的环境监测传感器；并配有控制采煤工作面和掘进工作面断电的断电仪以及反映井下风门开闭状态的风门传感器和反映设备运行状态的开停传感器。当某种环境监测参数超限时，由井下分站发出声，光报警和断电。设于掘进工作面的分站具备风、电、瓦
119斯闭锁功能。井下火灾束管监测分站：本工程井下采用向采空区注氮的防灭火措施，根据《煤矿安全规程》第二百三十八条规定：“采用氮气防灭火时，必须遵守下列规定：（四）有能连续监测采空区气体成分的监测系统。”GC4085型多点采样色谱系统，该系统采用的是束管取样技术，通过束管对井下注氮后的采空区气体进行采样分析，并将数据分析结果通过KJ90传输总线传至设在调度室的KJ90安全监测系统地面中心站，利用GC4085束管检测分站可自动巡回采样、分析和监测采空区的气体成分及变化规律，以保证采空区的注氮浓度。对采空区煤炭自燃的趋势、温度变化、空气含氧量进行连续预报，为管理提供科学依据，也为采面合理注氮提供了基础数据，最大限度减少采面发火灾害。三、传输设备及器材选择1.安全监控传输设备根据《煤矿安全规程》第一百六十条规定，井下传输设备的输入输出信号必须是本质安全型信号，煤矿安全监控设备之间必须使用专用的阻燃电缆或光缆连接，故选用以下电缆。井筒传输电缆：PUYV39—1X4X1.38共0.6km；主传输电缆：PUYVR—1X4X1共1.5km；传感器传输电缆PUYVR—1X4X7/0.28共2km。2.束管监测传输设备单芯束管：ZR—KYV—68xLL共0.35km；滤尘器：8个；滤水器：8个。第三节监测设备井下各类传感器布置
120一、地面扇风机房传感器选型及配置地面扇风机房各类传感器数量：智能低浓度甲烷传感器：1台；风速传感器：1台；负压传感器：1台；矿用设备开停传感器：2台；矿用风门开闭传感器4台。二、采煤工作面传感器选型及配置采煤工作面设置如下传感器，CHi传感器、矿井负压传感器、CO传感器、风速传感器、温度传感器、设备开停传感器，CH」传感器的报警浓度2L0%CH”断电浓度21.5%CH4,复电浓度＜1.0%CH4o三、掘进工作面传感器选型及配置掘进工作面设置C乩传感器，风速传感器、矿井负压传感器、CO传感器、温度传感器。瓦斯传感器的报警浓度21.0%CH“，断电浓度21.5%CH.t,复电浓度＜1.0%CH4o四、其它地点传感器选型及配置在井下变电所和绞车房嗣室的进风侧设置瓦斯传感器，报警浓度21.0%CH4,断电浓度21.5/%CH”复电浓度
121在煤仓上下装煤点处装设瓦斯传感器，装煤点瓦斯传感器的报警浓度20.5%CH4。回风顺槽及回风顺槽的测风站设置风速传感器。风碉设置风速传感器、压力传感器和温度传感器。对于井下生产设备设置开停传感器、风门开闭传感器、液位传感器，馈电状态传感器等，对井下生产工况点进行监控。具体详见“安全生产监测监控系统图和安全监测装备及井下传感器布置图”C1521A-296T、C152布-296-2。第三节井下各类传感器装备量一、井下传感器装备条件本矿井为混合提升斜井开拓，本矿井开拓为混合提升立井开拓,采用罐笼提升，井下设有1个采煤工作面和2个掘进工作面。矿井属低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，煤层属自燃煤层。二、井下各类传感器的装备量（含备用量）1.井下环境监测传感器设置数量如下：智能低浓度甲烷传感器：6台；风速传感器：7台；负压传感器：6台；CO传感器：4台；温度传感器：6台；断电仪：4台。2.井下生产监控传感器设置数量如下:矿用设备开停传感器:18台；
122矿用煤位传感器：1个；矿用风门开闭传感器：11台;烟雾传感器：1台；矿用液位传感器：2台；矿用馈电状态传感器：9台；其生产监测传感器与安全监控传感器共用井下分站，通过分站将监控信号传至地面中心站。地面中心站通过对井下用电设备的开停，风门状态，风筒状态，水仓水位等进行实施监测。（详见表8-4-2-1）
123矿井安全监测系统传感器布置表表8—4—2传感器名称分站名称（布胡点）\低浓度瓦斯ch4氧化碳CO温度T负压P设备开停KT风I'JFM液位.Yv烟雾Yw馈电状态Q煤位Mv断电仪D1FZ井下变电所114121412FZ11A901工作面回风顺槽掘进工作面11112113FZ11A902工作面运输顺槽掘进工作面11112114FZW11A901工作面回风顺槽111223115FZW11A901工作面运输顺槽111222116FZ扇风机房11124传感器备用量121521合计64676181121914
124第五节矿井安全监测、监控系统运行可靠性分析本系统采用集散型结构，系统结构简洁，便于安装和维护；2台主机，1台工作、1台备用，提高了系统的安全性和可靠性；该系统可提供多种诊断功能，包括系统的传输校验，传感器分站故障统计等监测系统的自身诊断；对瓦斯、风速、负压、温度、一氧化碳等环境参数实时采集、处理、存储、显示和打印；其软件操作简便,所有功能操作均具有在线帮助，可在中文菜单提示下完成；井下高智能分站可完成风电瓦斯闭锁，提高了可靠性；系统还配置了供维护和传感器校准用的调试电话，维护人员在井下调试时可随时与地面人员保持联系，所选传感器具有智能化，小型化特点，瓦斯传感器具有记忆、显示、报警等多种功能，灵敏程度高。系统能够安全运行最重要的是有效的管理和人员培训。煤矿企业应制定综合防治的安全措施及管理制度，加强职工的安全意识并对职工进行专业技能培训，严格执行各种安全规章制度。企业应建立安全仪表计量检验制度，安全监控设备必须定期进行调试、校正、每月至少1次。必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，矿井安全监控系统的监测日报表，必须报矿长和技术负责人审阅。只有在有效的监理和人员素质达到要求的情况下，安全监测、监控系统才能发挥最大的作用。
125第九章矿井安全检测及其它装备、矿山救护队第一节矿山安全检测及其它装备根据《煤矿安全规程》、《矿井通风安全装备标准》和《煤矿救护规程》的有关规定，矿井配备安全检测设备有矿井通风检测仪器、瓦斯及其它气体检测仪器、粉尘检测及个体防护设备、矿山压力检测仪器、地质测量仪器。矿井主要安全设备配备见表9-1-1。
126序号设备器材名称型号及规格单位数量备注一矿井通风检测1高速风表BY11B数字式个12高中速风表AFC—121个2备用一个3微速风表DFA—3个1备用一个5通风干湿表DWH2个2自动记录6干湿温度计DHMi个28空盒气压计DYM.个29双管水银压力表DYB：i支110U形倾斜压差计AFJ-150台111皮托管AFP系列支412补偿式微压计BWY—250213矿井通风多参数检测仪JFYZx1二矿井气体检测及其它1光学瓦斯检定器G町一1A台252光学瓦斯检定器GWJ-2台23瓦斯检定器校正仪GJX-2公14便携式瓦斯检测报警仪AZJ—92Zx105充电器CDQ—92台106瓦斯、氧气检测仪JJY-l台57一氧化碳检定器AT2A28瓦斯报警矿灯KSW10F(A)个30三粉尘检测1粉尘采样器AQF-1台12呼吸性粉尘采样器AQH-1Zx13矿用粉尘采样器AFQ-20AZx14矿用个体粉尘采样器ACGT-2台15掘进通风除尘器JTC-IIl台2
127续表9TT序号设备器材名称型号及规格单位数量备注6便携式数字粉尘仪BX1-P-5L2C台57防尘口罩武安302个8四矿山压力及地质测量1顶板动态仪KY—82台42单体液压支柱测力计DZ-CL-1八23顶板下沉速度报警仪DSB-124测枪BHS—10支35液压枕YZ系列个56钻孔油枕应力计HCZ个57光学经纬仪DJK-628水准仪DSi29平板仪PG3-X2210地质罗盘CKX—1个311矿山挂罗盘KL—100个212锚杆测力计ML-20Za2五火灾检测及防灭火设备1阻化剂喷射泵WJ-24台12胶带机自动泗水灭火系统DMH套23制氮机KDG-100Nm7H/97套14氮气输送管路①80nmi钢管m1000六其它1过滤式自救器AZL—60个1352自救器气密检验仪ZJ-1个13自救器专用称重仪ASC-3Z台14隔爆水袋GBSD-40个195备用20%5隔爆水袋GBSD-60个78备用20%
128第二节矿山救护队根据《煤矿安全规程》和《煤矿救护规程》的规定，建立矿山救护小队，矿山救护小队是处理矿井火灾、瓦斯、煤尘、水灾、顶板等灾害的专业队伍。矿山救护队必须经国家安全监察局进行资质认证，取得合格证后方可从事矿山救护工作。1.设计按要求为矿山救护队指战员和救护队员配备矿山救护仪器和设备；2.矿山救护队每月至少进行一次佩带氧气呼吸器的训练，每次佩带氧气呼吸器的时间不少于3h；每季至少进行一次高温浓烟演习训练；3.任何人不得调动矿山救护队、救护装备、救护车辆从事与矿山救护无关的工作；4.矿山救护小队共计15人，其中救护队员12人，队长1人，值班电话员1人，救护车司机1人；5.救护队指战员应由熟悉矿山救护业务、具有相应的煤矿专业知识，从事煤矿生产、安全、技术管理工作5年以上和矿山救护工作3年以上的人员担任。矿山救护小队及指战员设备配备见表9-2-1o
129序号设备器材名称型号及规格单位数且里备注一矿山救护小队技术装备1氧气呼吸器AHG-4台6氧气呼吸器AHG-2台22自动苏生器台23呼吸器校验仪JD9型A14瓦斯检定器10%、100%台各25氧气检定器台16氧气充填泵AE102介27一氧化碳检定器台28呼吸器干燥装置ZS1台19采气样工具套210灾区电话套211引路线金属芯m200012担架幅313保温毯条314铜顶斧把415矿工斧把416防爆工具（锹、镐、锤、刀锯、绳梯、起钉器等）套217氧气瓶2L个30备用18氧气瓶1L个1019氧气瓶40L个220液压起重器防爆把221小锹两用防爆把122自动苏生器气密检验仪ZS-2A123自动苏生器专用检验仪ZS-1台124帆布水桶个4
130序弓设备器材名称型号及规格单位数且里备注25帆布风障4X4块426瓦工工具套227电工工具套228急救箱个229备件袋只330大绳根230信号喇叭个231皮尺把232卷尺把233钉子长50、100mmkg1二矿山救护队指战员及救护队员技术装备1氧气呼吸器AHZG-4台132压缩氧自救器AZY-45台133战斗服套134胶靴ZJ-2双135线手套双136毛巾条137矿灯个138灯带条289背包个1310安全帽顶1311联络绳根1312氧气呼吸器工具套1313粉笔支2814矿山救护车SY5031XJH-B2C辆1
131第三节矿山保健设施矿井设在矿办公室内设保健站，以便当井下发生灾害事故时或人员受伤时进行急救。保健站内主要配备药品、止血设备、骨折固定用具、担架、盖毯等取暖物品以及病床、桌椅等，由于药品容易过期需不断更换等特殊性，设计认为按实际需要的数量和种类配备较为合适。井下急救室设在+1915m水平车场等候室内，急救站内主要配备止血设备、骨折固定用具、担架、盖毯等取暖物品以及简易病床、桌椅等，由于药品等物质容易过期需不断更换等特殊性，设计认为在生产过程中按需要实际的数量和种类配备较为合适，以便当井下发生灾害事故时或人员受伤时进行急救。该矿可与拜城县人民医院签定医疗协议书，医院配有救护车、急救器材、装备和药品，可作为该矿的创伤急救系统。该矿医院配有救护车，轻伤可就近治疗，重伤送到阿克苏医院救治。急救站设备表表9一3一1序号设备名称型号单位数量1担架副22保温毯条23急救包个24自动苏生器ASZ-30A25骨折固定工具套2第十章技术经济第一节劳动定员及劳动生产率一、劳动定员
132本矿井设计生产能力为9万t/a,根据安全生产人员岗位配置,计算出本矿井的劳动定员如表lO-1-lo劳动定员表表10-1-1序号人员类别出勤人数在籍系数在籍人数一班二班三班合计1矿井通风、气体粉尘检测隹职人员11131.342消防材淞阵材料•、器材发放、保管人员11131.343矿井粉尘、爆、隔爆工设施操作、维护专职人口贝11131.344备和仪制仪新眠黯、蝌娜人员11131.345医务人员11131.346矿邢切口尚职A员11131.347灭火I程专职人员11131.348安全设备维修管理人员1121.339水泵房值班人员11131.3410矿山救护小队151.318合计9984153二、安全培训:按照《煤矿安全规程》和《煤矿救护规程》的有关规定，对从事煤矿安全专用工程设施和煤矿救护的专职及兼职人员进行理论、技能的基础培训，并经考核取得合格证后，才能从事安全专用工程设施及煤矿救护工作。
133第二节概算一、投资概算该项目安全专篇概算依据矿井设计生产能力9万t/a（3万t/a增加至万9t/a）的全部工程量进行计算。（-）固定资产投资安全专篇投资：该矿井的安全专篇概算，是依据煤炭工业各类概算指标进行编制。井巷工程执行国家煤炭工业局2000年颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额》及《煤炭建设井巷工程辅助费综合予算定额》（99年统一基价），土建工程执行《煤炭建设地面建筑工程概算指标》（99年统一基价），安装工程执行《煤炭建设机电安装工程概算指标》（99年统一基价），并依据煤规字［2000］第48号文的规定均调整到了2003年的造价水平。根据煤炭工业西安工程造价站煤西价字［2003］第04号文及新疆煤炭局关于《新疆煤炭建设工程执行2000年新定额、指标及取费》的函，对该扩建工程辅助费及取费做了相应的调整。计算出该项目安全专篇概算设施项目及费用为479.40万元，其中井巷工程为77.76万元，建筑工程为8.82万元,设备安装工程为345.77万元，其他工程和费用为15.69万元，工程预备费为31.02万元,投资计算构成详见表10-2-1o
134概算汇总表序号项目名称井巷工程上建工程设备购置安装工程其他费用合计—■工程设施项目及费用77.758.82262.72153.74503.03二其他费用15.6915.69小计77.758.82262.72153.7415.69518.72三工程预备费36.3136.31介计77.758.82262.72153.7452.00555.03表10-2-1单位：万元
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