慈林山矿井安全专篇

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第一章概况1第一节矿区开发情况1第二节编制设计依据1第三节建设单位基本情况2第四节设计概况2第二章矿井开拓与开采24第一节煤层埋藏及开采条件24第二节矿井主要灾害因素及安全条件34第三节矿井开拓系统36第四节采煤方法及盘区巷道布置40第五节顶板管理48第六节井下主要碉室56第七节井上、下爆炸材料库58第八节安全出口59第九节矿山压力及地质测量类仪表、设备配置59第三章瓦斯灾害防治61第一节瓦斯灾害因素分析61第二节防爆措施66第三节隔爆措施70第四节瓦斯抽采70第五节矿井瓦斯及其它气体检测仪器、设备配置70第四章矿井通风72第一节通风系统72第二节矿井风量、风压及等积孔72第三节掘进通风89第四节嗣室通风89第五节井下通风设施及构筑物90

1第六节矿井主通风机及矿井反风90第七节井筒防冻94第八节矿井通风检测类设备配置98第五章粉尘灾害防治99第一节粉尘危害及防尘措施99第二节煤层注水101第三节井下消防、洒水（给水）系统106第四节粉尘监测及个体防护设备108第五节防爆措施109第六节隔爆措施112第七节矿井地面生产系统防尘116第八节矿井粉尘检测类仪器、设备配置116第六章矿井防灭火117第一节煤层自然发火危险性及防灭火措施117第二节防灭火方法119第三节井下外因火灾防治及装备121第四节井下防火构筑物123第七章矿井防治水131第一节矿井水文地质131第二节矿井防治水措施141第八章电气安全162第一节矿井电源及送电线路162第二节矿井主变电所164第三节地面供电系统176第四节防雷接地及照明179第五节井下供配电179第六节电气设备的保护及接地181第七节井下照明183

2第八节井下电气事故分析及防范技术措施183第九节矿井通讯189第九章提升、运输、压缩空气设备192第一节提升设备192第二节带式输送机运输设备204第三节辅助运输212第四节井下其它辅助运输设备216第五节压缩空气设备221第十章矿井监控系统225第一节矿井安全监控系统225第二节其他安全生产监控系统231第三节安全监控系统使用及维护233第四节矿井工业电视监视系统233第十一章矿井救护、应急救援与保健235第一节矿井安全标识设置235第二节灾变逃生路线235第三节矿山救护236第四节矿山保健236第五节个体劳动保护236第十二章安全管理机构与安全定员、培训238第一节安全管理机构的设置与人员配备238第二节安全培训机构与场所239第三节安全定员245第十三章待解决的主要问题及建议247

3附录:1、设计委托书2、山西省煤炭工业局晋煤规发[2007]224号《关于山西潞安矿业集团慈林山煤业有限公司矿井9、15号煤层勘探地质报告的批复》3、采矿许可证4、煤炭生产许可证5、山西省煤炭工业局晋煤行发[2007]1048号《关于山西潞安矿业集团慈林山煤业有限公司慈林山煤矿延深开采煤层的批复》6、山西省发展和改革委员会晋发改工业发[2007]86号《关于潞安矿业集团有限责任公司16万吨/年合成油示范厂项目的批复》7、山西潞安煤基合成油示范厂介绍8、山西省电力公司长治供电分公司《关于潞安矿业集团慈林山煤业有限公司扩建35千伏变电站供电方案的批复》9、山西省煤炭工业局晋煤规发[2007]1853号《关于山西潞安矿业集团慈林山煤业有限公司慈林山煤矿延深开采下组煤项目可行性研究报告的批复》10、安全生产许可证11、矿长资格证12、营业执照13、山西省煤炭工业厅晋煤办基发[2009]139号《关于山西潞安矿业集团慈林山煤业有限公司慈林山煤矿延深开采下组煤层项目初步设计的批复》14、煤矿应急救援协议书15、山西潞安集团慈林山煤业有限公司工伤员应急救援协议附件：1、概算书2、主要机电设备及器材目录附图

4附图目录序号图名图号备注1井上下对照图CA1658-114-1新制2盘区巷道布置及机械配备平面图CA1658-163-1新制3矿井通风容易时期通风网络和通风系统示意图CA1658-171-1新制4矿井通风困难时期通风网络和通风系统小意图CA1658-171-2新制5井下运输系统平面图CA1658-124-1新制6井下避灾路线示意图CA1658-166-1新制7井下压缩空气管路系统图CA1658-217-1新制8井下消防洒水系统图CA1658-845-1新制9工业场地35/6kV变电站电气主接线图CA1658-253-1新制10选煤厂高低压配电6kV配电系统图CA1658-2510-1新制11地面供配电系统图（一）CA1658-261-1新制12地面供配电系统图（二）CA1658-261-2新制13地面供配电系统图（三）CA1658-261-3新制14井下供配电系统图（一）CA1658-212-1新制15井下供配电系统图（二）CA1658-212-2新制16井下供配电系统图（三）CA1658-212-3新制17井下调度通信系统图CA1658-244-1新制18工业电视监视系统图CA1658-264-1新制19安全监测监控系统图CA1658-274-1新制20安全监测监控系统井下平面布置图CA1658-274-2新制21安全监测监控系统瓦斯断电控制图CA1658-274-3新制

5第一章概况第一节矿区开发情况潞安矿区北以西川断层为界与武夏矿区相接，南以长治与晋城市行政边界为界与晋城矿区毗邻，东以15号煤层露头为界，西以15号煤层1500m埋深线为界，南北长约74.6km,东西宽约63.1km,面积约为3044.651m2。潞安矿区煤炭资源丰富，地质储量14741.5Mt,矿区总规模86.00Mt/a,其中生产矿井4座，在建矿井5座，一期规划矿井4座，二期规划矿井2座。本矿井（延深开采下组煤）为一期规划矿井，规划生产能力0.60Mt/a。第二节编制设计依据1、《中华人民共和国安全生产法》（2002年6月29日九届全国人大常委会第二十八次会议审议通过，于2002年11月1日正式施行）；2、国家煤矿安全监察局煤安监司函监察[2009]17号“《井工煤矿初步设计安全专篇编制导则（征求意见稿）》”：3、《煤矿安全规程》（2009年版）；4、《煤矿防治水规定》（2009年版）；5、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》（2000年版）；6、《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）；7、《矿井通风安全装备标准》；8、《矿井防灭火规范》；9、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》；10、《矿山电力设计规范》；11、《矿山救护规程》（AQ1008-2007）；12、《煤矿井下探放水技术规范》；13、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用安全管理规范》（AQ1029-2007）；14、山西省煤炭地质114勘察院2006年12月提交的《山西潞安矿业集团慈林山煤业有限公司9、15号煤层勘探地质报告》；

615、《煤矿井下粉尘综合防治规范》(AQ1020-2006)；16、《煤矿井下消防、洒水设计规范》(GB50383-2006)；17、《煤矿井工开采通风技术条件》(1028-2006)；18、《煤矿职业安全卫生个体防护用品配备标准》(AQ1051-2008)；19、《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》(AQ1055-2008)；20、山西天成元矿山安全技术咨询有限公司编制的《山西潞安矿业集团慈林山煤业有限公司慈林山煤矿下组煤开采项目安全预评价报告》。第三节建设单位基本情况慈林山煤业有限公司前身为长治市慈林山煤矿，慈林山煤矿始建于1953年，1955年投产，原设计生产能力为0.21Mt/a。公司于2000年6月28日整体改制改组而成。2002年5月25日长治市人民政府授权潞安矿业(集团)有限责任公司经营慈林山煤业有限公司国有股份。公司现有在册职工2044名，其中各类专业技术人员144名。公司总资产7942万元。公司经营范围：原煤开采、加工、销售；第三产业。公司下辖(属)有慈林山煤矿、夏店煤矿、麟漳高科技农业开发区、青源型煤厂、劳动服务公司等经济实体(分公司)。慈林山煤业有限公司慈林山矿井已开采50余年，1986年以来连续被原国家能源部、煤炭工业部评为质量标准化矿井，现采煤层为3号煤，煤种为贫煤，核定生产能力0.45Mt/ao由于3号煤资源濒临枯竭,剩余可采储量按核定生产能力计算生产年限只有1.0a,为保证公司可持续发展，确定尽快部署本矿井9、15号煤层的延深工作，保证矿井水平接续。第四节设计概况一、地理概况慈林山井田位于山西省长治市长子县慈林镇庄头村北，行政区划隶属于山西省长治市所辖长子县慈林镇。井田北距长子县15km,东北距长治市30km,南距高平市30km。井田南北长6.50km,东西宽2.16km,面积12.928西n?。井田地理坐标为:东经112。54,22"-112。5641"北纬35°3634"〜36。00'00"

7井田地处山西省东南部，靠近河南、河北，具有良好的铁路及公路运输条件。本区公路交通发达，长（治）一晋（城）公路从井田西侧通过，乡村间简易公路密如蛛网。矿井建设与生产期间的物资与设备运输经公路可抵达工业场地，公路运输条件极为便利。太（原）一焦（作）铁路从井田西侧通过，慈林山矿井现有铁路专用线从太焦铁路东田良车站接轨，铁路运输方便。矿井交通位置见图1-4-1。本井田属于太行山山系，位于太行山脉西麓之长治盆地的南部，区内山田参半，沟谷纵横，由北部慈林山经南岭到鲍寨山顶组成一隆起线，分别向东西两侧逐渐降低,地形标高由+1208.8m（鲍寨山顶）逐渐降为+960m（在东田良村）。在标高+1060m以下的各沟谷中有黄土沉积物覆盖，形成许多的黄土冲沟，如马户沟、柳叶沟、内峪沟。标高+1060m以上绝大部分为基岩出露之陡坡，本区的地貌单元划为黄土陡崖冲沟，河漫滩低地和低山侵蚀三种。本井田之水系属于浊漳河水系，区内主要鲍寨河。鲍寨河：位于井田南部，经鲍寨向东流，在色头转为北东向流出本区。此外还有许多小沟谷，多为季节性河流。本区属温带大陆性季风气候，四季分明。本区最高温度36C,最低温度-29C,年平均气温7.5C〜12℃。一月份气温最低,平均48℃,七月份气温最高，平均23.3℃；年平均降雨量500〜650mm,多集中在夏秋两季。蒸发量1400mm,大于降雨量。风向多为正南及南西向，最大风速为20m/s,无霜期150〜200天，冰冻期在十月下旬至翌年四月中旬，最大冻深度0.55m。根据中国地震烈度划分结果，本区地震烈度为W度，地震动峰值加速度（g）为0.05。

8图14-1交通位置图二、主要自然灾害本区主要自然灾害为气象灾害和地震灾害，气象灾害主要为旱灾。对矿井生产和建设基本没有影响。三、工程建设性质本项目建设性质为延深开采下组煤，延深后生产能力为0.6Mt/a。四、井田开拓与开采(-)井田境界

9慈林山井田位于山西省长治市长子县慈林镇庄头村北，北以慈林山断层为界，南以色头煤矿为界，西以庄头大断层为界，东以反坡断层、3号煤层露头线及小窑破坏区为界。井田由14个拐点坐标圈定，拐点坐标见表14-1。井田南北长6.50km,东西宽2.16km,面积12.928IknA表1-4-1井田境界拐点坐标一览表占号XY点号八、、-JXY13985260.0019672920.0083981500.0019674075.0023986475.0019674250.0093981462.0019673870.0033985900.0019674700.00103981462.0019673422.0043984990.0019675000.00113981200.0019673400.0053983900.0019675000.00123981000.0019673000.0063982200.0019674715.00133980035.0019672915.0073981375.0019674330.00143980030.0019671350.00(二)矿井资源/储量本井田计算储量的煤层为下组煤9号煤及15号煤。9、15号煤地质资源量为85.61M%9、15号煤工业资源/储量为84.70Mt。9、15号煤设计资源/储量为55.25Mto9、15号煤设计可采储量为39.86Mt。储量计算结果详见表1-4-2。表1-4-2可采储量汇总表单位：Mt煤层矿井地质资源量矿井工业资源/储量矿井设计资源/储量矿井设计可采储量922.1821.9414.0410.741563.4362.7641.2129.12

10合计85.6184.7055.2539.86（三）矿井设计生产能力与服务年限矿井设计年工作日为330d,井下每天四班作业，其中三班生产，一班准备，每天净提升时间为16ho矿井设计生产能力为0.60Mt/ao根据计算后剩余可采储量，考虑1.4的储量备用系数，矿井服务年限为47.4a。（四）井田开拓方式慈林山矿井为生产矿井，地面生产系统完备。矿井目前开采3号煤层。根据矿井生产和开拓现状，矿井开拓延深工程首先要尽可能减少对矿井正常生产的影响，其次应充分利用现有设施和减少工程量，以便矿井取得最佳的经济效益。9号煤层距现已开采3号煤层约56m,15号煤距9号煤层间距40m以上，因正在开采的3号煤资源已濒临枯竭，所以必须进行水平延深才能开采9号和15号煤层。设计确定井田下组煤开拓采用斜井开拓方式。新开凿主斜井到15号煤，安装带宽1000mm带式输送机和架空乘人装置（猴车）,担负全矿井煤炭运输任务和上下人员任务并兼做进风井和安全出口；原有主斜井直接延深到15号煤后改造为副斜井，担负矿井辅助提升任务并兼做进风井和安全出口；回风斜井延深至9号煤，15号煤采用集中回风斜巷延深，担负全矿井的回风任务，并兼作安全出口。考虑到9号煤层可采储量较少，且服务年限只有12a左右，所以，矿井延深后生产水平设在15号煤层，井下主变电所及泵房布置在该水平，水平标高+825m。为开采9号煤方便，矿井延深时，首先在9号煤层布置简易车场及胴室，辅助水平标高+872m。9号煤层与下部的15号煤层平均间距为40m以上，如果两层煤采用联合布置，则联络巷道多，岩石工程量大，因此设计9号煤层和15号煤层分煤层布置大巷。9煤开拓方式平面图见图14-2。（五）盘区布置根据井下开拓部署、断层分布及煤柱留设情况，9号煤层和15号煤层分别划分四个盘区。全矿井延深到下组煤后共划分为8个盘区。（六）采煤工艺及主要设备

111、采煤工艺设计确定9号煤层采用走向长壁与倾斜长壁相结合、一次采全高采煤方法，薄煤层综采工艺，全部垮落法管理顶板。设计确定15号煤层采用走向长壁与倾斜长壁相结合、一次采全高采煤方法，中厚煤层综采工艺，全部垮落法管理顶板。2、回采工作面装备及主要采煤设备9号煤综采工作面主要设备配备见表l-4-3o（七）建设工期为了缩短建井工期，设计考虑在完成矿井施工全部准备工作后，井筒同时开工，根据对井巷工程的施工进度排队，从井筒正式开工，到全部井巷工程施工完毕，达到矿井移交标准，井巷施工工期为17个月，加上试运转1个月，施工准备期2个月，建井工期为20个月。

12表14-39号煤综采工作面主要设备配备表设备名称设备型号及规格单位数量采煤机MG132/315-WD台1液压支架ZY2800/85/19架106（包括备用10架）端头液压支架ZZ2800/85/19架6可弯曲刮板输送机SGZ630/2202X110kW,1140V台1转载机SZD-730/7575kW,1140VZa1破碎机LPS-50075kW,1140VA1可伸缩带式输送机SSJ1000/125台1乳化液泵站DRB200/31.5套1喷雾泵站WPZ-320/6.3（两泵一箱）套1五、提升、排水、压缩空气系统1、提升设备（1）主斜井提升设备本设计新建主斜井，装备一台带式输送机担负提煤任务，井下煤炭通过9号煤井底煤仓下口给煤机进入主斜井带式输送机，运至地面主斜井井口房。到后期，将本输送机延伸至15号煤井底煤仓下，提升15号煤。主要技术参数：井筒倾角为20°,采用深槽式大倾角上运带式输送机，运量Q=250t/h,带宽B=1m,带速v=1.6m/s,机长初期为L=470m、后期为Li=607m,提升高初期为H=156.4m、后期为H1=204.3m,输送带型号初期为ST/S1250（阻燃），后期为ST/S1600（阻燃），机头部双传动滚筒双电机、功率配比1:1,变频调速控制，主电动机功率初期为132kWX2台、后期为160kWX2台，低速轴可控盘式制动系统，两对SHI107型盘形闸一个制动盘，低速轴DSN090型逆止器一台，机尾重锤拉紧。在主斜井井筒内还装备一台循环式架空乘人装置，担负本矿井的人员上下井，最大班下井人数为150人，同时用于主斜井带式输送机的检修人员及小件物品的输送。其

13主要技术参数为：机长L=510m,提升高H=168m,井筒倾角P=20°,吊椅间距A=15m,额定速度v=l.lm/s,变频调速驱动，固定抱索器吊椅，运载钢丝绳型号18ZAB6X19W+FC1670,主电动机功率30kW,设置可控软制动装置。(2)副斜井提升设备副斜井提升方式为斜井单钩串车提升，井筒倾角18。，井筒至9煤斜长为346m,至15煤为528m。提升容器为MG1.7-9B型1.5t固定车箱式矿车。设计选用JK—2.5/30E型单绳缠绕式提升机，配交流变频电动机，280kW、380V、740r/min,采用变频调速方式。2、排水设备矿井在15煤井底车场附近建有主排水泵站。设计选用MD280-43X6型矿用耐磨多级离心泵三台，配YB2型防爆电动机，355kW、6kV、1480r/min。正常涌水时，一台工作，一台备用，一台检修。最大涌水时，两台工作，一台检修。考虑后期涌水量可能增大，在泵站内预留一台水泵的位置。排水管路选用D245x7无缝钢管管路两趟，正常涌水时，一趟工作，一趟备用；最大涌水时，两趟工作。3、压缩空气设备本矿井下有两个普掘工作面使用风动设备，地面选煤厂主厂房、原煤仓和铁路装车仓使用压缩空气。设计选用SA-132A型螺杆式空气压缩机(排气量24m3/min,排气压力0.85MPa)四台，其中三台工作，一台备用；配套电动机132kW、380V、1480r/mino压风管路沿副斜井井筒敷设。地面及井筒敷设D219X6无缝钢管管路，大巷敷设D194X5无缝钢管管路，普掘工作面敷设D108X4无缝钢管管路，综掘工作面及采煤工作面敷设D76X4无缝钢管管路。六、井上下主要运输设备1、地面运输由于慈林山矿井为生产矿井，矿井工业场地进场公路、风井公路及排肝公路已形成，且能够满足矿井改扩建后的运输需求，故本次设计不再考虑新建场外道路。

14本次矿井改扩建后，洗后末煤通过铁路外运，洗后大块、中块煤、煤泥及研石均采用汽车外运，矿井进矿材料采用公路运输。工业场地内运输主要采用道路运输和窄轨铁路运输。2、井下运输井下煤炭运输采用带式输送机运输，井下大巷及工作面巷道辅助运输均采用连续牵引车运输。人员运输采用架空乘人装置（猴车）。1）井下煤炭运输设备9煤南翼带式输送机大巷煤炭运输设备：9煤南翼大巷带式输送机将9煤南翼采区工作面运输巷带式输送机的来煤运至9煤井底煤仓。9煤南翼带式输送机大巷全长5225m,共布置三台带式输送机（分别称为1号、2号和3号输送机）搭接转载运输。该大巷及带式输送机随着采煤工作面的接替逐步延伸，首次安装只安装1号带式输送机的机头（9煤井底煤仓上口处）部600m机长,随着大巷的延伸，分阶段延伸安装至最终机长；随后，再分阶段安装2号和3号带式输送机。9煤南翼大巷1号和2号带式输送机最终机长时的主要技术参数相同，均为：运量Q=350t/h,带宽B=1m,带速v=1.6m/s,机长L=1643m,巷道坡度p=-0.083-0.047,输送带型号PVG1400s（阻燃），机头部双传动滚筒双电机、功率配比1:1,限矩型液力偶合器传动；主电动机功率为90kWX2台，高速轴制动器型号BYWZ5400/50（防爆），传动滚筒松边附近设置ZLY-01-160型自控液压拉紧装置（防爆）。9煤南翼大巷3号带式输送机在约8年之后才需安装，本设计暂取最终机长时的主要技术参数如下：运量Q=350t/h,带宽B=1m,带速v=1.6m/s,机长L=1940m,倾角忏一2°4（T,提升高H=-90m,输送带型号PVG1000S（阻燃），机头部单传动滚筒单电机，主电动机功率为90kW,高速轴制动器型号BYWZ5400/80（防爆），传动滚筒松边附近设置ZLY—01—160型自控液压拉紧装置（防爆）。2）大巷及工作面巷道辅助运输设备大巷及工作面巷道辅助运输设计均采用连续牵引车运输。根据运距、运量及巷道坡度,选用SQ-80（75）型无极绳连续牵引车3台，其中9号煤辅助运输大巷1台，工作面回风巷1台，工作面运输巷1台。

15连续牵引车主要技术特征如下：绞车功率：75kW；滚筒直径：1200mm；最大牵引力：80kN；绳速：1.0,1.7（m/s）；适应最大倾角：15。；最大运距：1500m；钢丝绳：24NAT6x19+FC1570SGB“8918qR=2.07kg/m破断力为：Qz=298kN。3）大巷人员运输设备9煤南翼带式输送机大巷架空乘人装置：在9煤南翼带式输送机大巷设置架空乘人装置担负井下人员运送任务，该大巷全长5225m,共布置2台架空乘人装置（分别称为1号和2号架空乘人装置）接力运送人员，该大巷及架空乘人装置随着采煤工作面的接替逐步延伸。首次安装只安装1号架空乘人装置的部分机长，随着大巷的延伸，分阶段延伸安装至其最终机长；随后，再分阶段安装2号架空乘人装置。根据最大班下井人数100人/班，本架空乘人装置的输送能力为每一侧允许最大载人量100人。1号架空乘人装置主要技术参数（最终机长）为：机长L=2185m,总提升高H=-22.6m,坡度口=一0.083〜0.047,吊椅间距A28m,额定速度v=1.2m/s,变频调速驱动，活动抱索器吊椅，循环式，运载钢丝绳型号22ZAB6X19W+FC1670,主电动机功率45kW,设置可控软制动装置。2号架空乘人装置主要技术参数（最终机长）为：机长L=3018m,总提升高H=-93.5m,坡度「=-0.04660.003,吊椅间距AN8m,额定速度v=l.2m/s,变频调速驱动，活动抱索器吊椅，循环式，运载钢丝绳型号22ZAB6X19W+FC1670,主电动机功率37kW,设置可控软制动装置。七、供电及通讯1、供电电源、电力负荷及送变电1)供电电源本矿井原有35kV电源两回路，一回引自大堡头220kV变电站，另一回引自东田良35kV

16变电站。两回电源线路采用分列运行方式，若一回运行，另一回路必须带电备用，以保证供电的连续性和可靠性，并保证主要通风机等在lOmin内可靠起动运行。2)电力负荷全矿设备(括号内为包括选煤厂)安装总台数为189(330)台，设备安装容量10274.46(12281.74)kW,吨煤电耗为42.62(49.58)kW/ho无功补偿量为：21为kvar,补偿后的功率因数为：0.99,35kV母线计算负荷：有功功率：7014.78kW,无功功率：1093.13kvar,视在功率：7099.44kVA,补偿后功率因数：COS①=0.993)送变电新建地面35/6kV变电站，主变采用两台8MVA变压器，型号为SZ10-8000/3535±4X2.5/6.3kVUd%=7.51,单台主变运行时，主变负荷率84%,主变事故保证率100%。新地面35kV变电站由35kV室外变配电装置、主变压器、6kV配电室、主控制室、电容器室以及消弧线圈室等组成。35kV电源从东北侧架空引入，6kV馈出线向西沿电缆沟引至矿井工业场地。本设计选用2套自动无功电压综合调节装置，型号为TBB6-2100,总补偿容量4200kvar,该装置可根据设定的要求对补偿容量进行自动调节，以保证电压质量和功率因数的稳定，可使本站功率因数维持在0.95以上。本设计选用2套干式消弧线圈型号为ZDBG-6/10-100,补偿范围为10〜100A。消弧线圈室外布置。本矿没有大的无功冲击负荷，且不存在高压交流变频等非线性设备，设计暂不考虑采取谐波治理措施。2、地面供配电地面设备用电电压等级为：660V,380/220V

176kV供电电源引自矿井35kV变电站。根据本矿井地面供电的要求以及负荷性质与分布，矿井设置以下变（配）电所：工业场地6/0.4kV变电所、通风机房6/0.4kV变电所、副井提升机房配电室、主斜井井口房配电室、选煤厂主厂房变电所。一、二类负荷均为双电源供电。3、井下供配电井下用电设备的电压等级为：1140V、660V、127VO供电电源引自矿井35kV变电站。本设计下井电缆共两回，型号为MYJV32-6kV3X150mm2高压电缆，沿副斜井井筒敷设至15煤井下主变电所。两回电源同时工作，互为备用，即当任一回电源停止供电时，另一回电源仍能保证井下全部设备正常运行。4、通信1）行政通信本次设计新增加一套500门容量的数字程控交换机，通过2条环路中继与原用行政交换机连接。2）调度通信矿井的调度通信利用现有的DDD-17D数字调度交换机，负责矿井工业场地各个生产、管理单位及井下各单位的生产指挥、事故处理等重要任务。3）其他通信矿井的电力、消防、救护等通信采用现有通信方式。5）本矿现有KJ251型井下人员管理系统一套。5、安全生产监测监控本矿井安全监控系统采用原有KJ95N型煤矿综合监控系统。6、工业电视本矿井现已安装了一套工业电视系统，该系统现有地面32个点、井下12个点，12芯矿用阻燃光缆下井。本次井下延深考虑24个点，30芯矿用阻燃光缆下井。八、地面辅助生产系统

181、煤的加工选煤厂建设规模与矿井相同，为0.60Mt/a。主斜井提升的原煤由带式输送机运至原煤缓冲仓，由仓下给煤机给至带式输送机，运往主厂房进行洗选加工。大块研石由带式输送机运至块研仓汽车外排。块精煤由带式输送机运至块煤仓，经仓上6100mm直线振动筛分级，分级后的产品分别入仓，由仓下防窜仓闸门装汽车外销。洗末煤产品由带式输送机经2号转载点转载运至产品仓，经仓下铁路装车闸门装火车外运。研石经过脱水脱介后，由带式输送机运至研石仓装汽车排弃。2、主井生产系统井下煤炭经井底煤仓下口给料机给入主斜井带式输送机，运至地面主斜井井口房，经机头溜槽转入选煤厂带式输送机运往矿井选煤厂入洗。3、副井生产系统本设计副斜井利用本矿原有主斜井井筒，采用单钩串车提升，担负本矿井材料、设备的上下井。矿井生产期间，井下肝石不升井。4、排研系统鉴于矿井生产期间掘进巷道均沿煤层布置，肝石量很少，少量肝石可随煤流提升至地面，在过断层时研石产量相对较多，这部分研石用于填充井下废弃的巷道。5、辅助设施矿井修理车间设机修、电修、锻钾焊等工段及配电室和工具库房、办公室等，车间总面积为900m20本矿井坑木加工房采用原有厂房和设备。乳化液制备采用原有设备。金属网编制委托本矿劳动服务公司承担。煤样室和化验室依托本矿井选煤厂。6、给水1)水源(1)地下水矿井所在地区地下水水质良好，水量充足。现有一眼新井和一眼旧井，新井建于2006年，出水量900m%,旧井建于70年代,出水量200m3/d。(2)井下排水

19矿井正常排水量为200m3/h,最大排水量为350m3/h,本设计拟按50%折减，则可利用排水量为100m3/ho(3)生活污水矿井生活污水量为506.09m3/do(4)矿井用水水源选择生活用水利用矿区深井水；井下消防洒水和地面生产消防用水利用处理后的井下排水；选煤厂补水、输煤系统冲洗、绿化、锅炉冲灰等用水利用处理的生活污水，不足部分由处理后的井下排水补充。2)给水系统(1)生活供水系统地面生活用水通过高位水池静压供水，高位水池的容积为300m3。(2)生产、消防供水系统水源采用处理后的矿井排水，用水贮存在两座600m,水池中。矿井生产、消防分为地面生产、消防供水系统和井下消防、洒水供水系统，其中地面生产、消防供水采用水泵加压、管网合一的供水系统；井下消防、洒水采用合用的给水管道，管道从副斜井进入井下。3)井下水处理站设计处理规模：Q=8400m3/d,设计采用主要工艺为混凝、沉淀，主要设备为高密度迷宫斜板净水器。7、排水1)排水系统工业场地雨水与生活污水采用分流制。(1)生活污水系统生活污水一排水管道一化粪池一污水处理站一回用

20（2）室外排水管道室外排水管道采用高密度聚乙烯双壁波纹管，承插接口，管顶最小埋深为0.7m。（3）选煤厂生产废水主厂房生产废水及输煤系统冲洗废水进入浓缩池沉淀处理，处理后溢流水进循环水池，加压后进主厂房重复使用。2）工业场地污水处理站生活污水处理站的规模为25m3/h。处理工艺流程为：污水一格栅一调节池一提升泵一HD型一体化中水处理设备一过滤f回用污水处理站主要处理设施是一体化中水处理设备，处理后水质达到《建筑中水设计规范》（GB50336-2002）水质标准要求，能够满足输煤系统冲洗、绿化、锅炉冲灰等用水要求。9、采暖、通风及供热1）采暖、通风矿井的采暖通风耗热量为1890kW,选煤厂的采暖通风耗热量为1980kW。矿井原有四座分散锅炉房，供矿井采暖供热用，改造后，合并成一座锅炉房对矿区进行供热，并尽量利用已有采暖供热设施。行政公共建筑采暖热媒为95/70C热水,通过蒸汽锅炉房内的汽-水换热机组供给；工业建筑热媒为0.2MPa饱和蒸汽，热源均来自工业场地蒸汽锅炉房。采暖散热器采用内腔无沙的铸铁散热器和光面管散热器。工业场地各建筑物，当自然通风不能满足时，应采用机械通风，为了排除余热、余湿及有害气体，联合建筑内的矿灯房、浴室、食堂等设计选用T35-11型轴流通风机，进行通风换气，主厂房设计选用T35-11型轴流通风机，进行通风换气，通风换气次数为10次/h,通风方式为自然进风和机械排风；对于配电室设计选用BT35-11型防爆轴流通风机做为事故排风也可兼作通风换气用。2）井筒防冻为防止冬季井筒及提升设备结冰，保证矿井安全生产，对矿井主、副斜井的进风均采取加热措施，在主、副斜井井口处分别设置空气加热室，采用对部分进风进行加热，冷、热风在井口房内混合的方式。主斜井初期最大进风量为42m3/s;加热风量为22m3/s,井筒防冻耗热量为1.51MWo

21主斜井后期最大进风量为55m3/s;加热风量为28.81m3/s,井筒防冻耗热量为1.97MWo经计算，选用KJZ-50工业热风器2台。副斜井初期最大进风量为28m3/s,加热风量为14.67n?/s,井筒防冻耗热量为LOOMWo副斜井后期最大进风量为35m3/s,加热风量为18.33n?/s,井筒防冻耗热量为1.25MWo经计算，选用KJZ-40工业热风器2台。3)锅炉房设备矿井及选煤厂工业场地热源均来自工业场地锅炉房，行政公共建筑热负荷适于低温水热媒，可由汽-水换热机组制备，工业及辅助区的负荷包括工业厂房采暖、热水供应和井筒保温既可用蒸汽也可用热水热媒，但用蒸汽比用热水井筒保温可靠性好，所以经综合比较本锅炉房选用蒸汽锅炉。根据本项目供热要求，应设集中供热锅炉房一座，依照计算热负荷，计入管网供热损失系数1.20,选用2台10t/h(SZL数-1.25-AII)和1台4t/h(DZL4-1.25-All)蒸汽锅炉。采暖季总热负荷为15.12MW,三锅炉全部运行，担负冬季采暖、井筒保温和洗浴用汽需要。非采暖季热负荷为1.86MW,只运行1台4t/h蒸汽锅炉仅供食堂、浴室、洗衣房用汽。4)室外热力管网工业场地内的供热热水管道采用直埋敷设枝状布置，蒸汽管道采用地沟敷设枝状布置，热水管道输送95/70C热水；蒸汽管道输送0.4MPa饱和蒸汽，用户节点处设检查井。热力管道均采用无缝钢管，管网干管压降按R=40〜120Pa/m控制。热水管道和凝结水管道采用30mm厚硬质聚氨脂管壳保温，保温层外采用三布四油(三道玻璃丝布，四道环氧树脂漆）做保护层；蒸汽管道采用50mm厚岩棉保温，外做三布四油（三道玻璃丝布，四道环氧树脂漆）保护层。管道热补偿尽量采用自然补偿，对于自然补偿无法满足要求的采用波纹补偿器方式。九、地面设施1、平面布置

22现有矿井工业场地位于井田西北角外侧，西靠太焦铁路。场地分生产区、辅助生产区、行政福利区、铁路装车站、型煤厂五个功能区。生产区位于场地东北部，主要布置有主斜井、主斜井井口房及各生产设施间连接的带式输送机走廊。辅助生产区位于场地东南部，主要布置有副斜井、井口房、提升机房、机修、材料堆场等设施。行政福利区主要布置有办公楼、俱乐部、职工医院、食堂、职工宿舍楼等设施。铁路装车站位于生产区与行政福利区之间，布置有装车站、铁路站场。型煤厂位于场地北部,主要布置有储煤场、型煤加工车间、办公楼等设施。矿井地面设施均利用现有工业场地进行改造，不另选新工业场地。矿井的生活区位于场地西侧，布置有住房、学校、托儿所等生活设施。进场公路从场地西侧穿地方矿铁路专用线，接铁路西侧的旧长晋公路。2、工业场地布置的主要技术经济指标1）新建设施占地面积：3.7hm2o2）绿化系数：18%。3）场地利用系数：82%。4）占地指标：0.06hrrr/万t。十、技术经济1、劳动定员根据矿井设计生产能力，结合矿井的开采技术条件和机械化装备水平确定劳动定员及劳动生产率。矿井设计生产能力0.60Mt/a,全年工作日按330d计算，全员效率6.8t/工，井下工作制度为四班作业，地面为三班制，矿井总人数400人，选煤系统总人数为50人，全矿井在籍人数为450人。矿井劳动定员详见表14-4。2、投资概算项目新增总投资为22731.12万元，吨煤投资378.85元。其中矿井投资16272.50万元，吨煤投资271.21元；选煤厂投资6458.62万元，吨煤投资107.64元。投资构成详见表1«-5。3、资金来源项目投资22731.12万元，其中35%为自有资金，65%利用银行贷款，贷款年利率7.83%。

23表m矿井劳动定员表产量（Mt/a）0.60工作日（d/a）330日产量（t/d）1818在籍系数井下1.45地面1.35原煤生产全员效率（t/工）6.8顺序工种出勤人数在籍系数在籍人数IIIIIIIV合计1生产工人757574192433471.1井下工人575757191901.452761.2地面工人181817531.35712管理及技术人员8882424原煤生产人员合计838382192673713服务及其他人员101092929矿井全员合计93939119296400选煤厂50全矿井450

24表14-5矿井投资构成表序号「程％称矿井投资（万元）选煤厂投资（万元）1井巷工程4203.322上建1：程:733.352504.313设备购置费6677.791959.294安装工程1897.11810.175其他费用1270.78647.286基本预备费739.12355.267建设期贷款利息621.52126.818铺底流动资金129.555.5介计16272.506458.624、财务评价根据国家计委颁发的《建设项目经济评价方法与参数》（第三版）及原煤炭工业部发布的《煤炭建设项目经济评价方法与参数》及有关文件的规定分析计算所产生的收益（包括选煤厂）。矿井原有固定资产为10020万元；利用环保专项资金575.93万元；利用井巷工程基金1622.43万元。产品煤综合售价287.88元人经计算本项目的财务评价指标见表l-4-6o表14-6财务经济指标表序号项目单位指标1项目财务内部收益率%14.472资本金财务内部收益率%17.673项目财务净现值万元87824投资回收期a7.105总投资收益率%12.306项目资本金净利润率%14.677盈亏平衡点%59.275、技术经济指标矿井主要经济指标详见表147。

25表1-4-7矿井主要技术经济指标表项目名称单位指标备注1矿井设计生产能力(1)年产量Mt/a0.6(2)日产量t18182矿井服务年限a47.43矿井设计工作制度(1)年工作天数d330(2)日工作班数班44煤质(1)煤类贫煤部分无烟煤(2)灰分Ad%20.13/25.98(9煤/15煤)(3)挥发分Vdaf%13.05/14.93(9煤/15煤)(4)硫分St,d%1.86/6.16(9煤/15煤)(5)水分Mad0.83/0.76(9煤/15煤)(6)发热量Qb,dMJ/kg25动力用煤为主5储量(1)地质资源量Mt85.61(2)设计可采储量Mt39.866煤工(1)可采煤层数层3(2)可采煤层总厚度m8.9自然平均厚度累积(3)煤层倾角03〜8(4)煤的容重t/m31.42-1.497井田范围(1)走向长度km6.50(2)倾斜宽度km2.16(3)井田面积km212.92818开拓方式斜井开拓9水平数目一水平标高m+8729煤二水平标高m+82515煤10井筒类型及长度

26续表M_7矿井设计主要技术经济指标表项目名称单位指标备注(1)主斜井m592新建(2)副斜井延深段m224(3)回风斜井延深段m19011投产盘区个数个1全矿井共8个盘区12回采工作面个数个113回采工作面长度m15014回采工作面年进度m220015采煤方法综采16顶板管理方法自然垮落17掘进工作面个数个318井巷工程量(1)巷道总长度m8503(2)巷道掘进总体积m311175119万吨掘进率m/万t141.720井下大巷运输方式(1)煤炭运输方式带式输送机(2)辅助运输方式连续牵引车21提升(1)主斜井带式输送机B=1.0m(2)副斜井绞车22通风(1)瓦斯等级低瓦斯(2)通风方式抽出式中央分列式(3)通风机型号及数量型号/台FBCDZ-8-JVb23/2一工一备23排水(1)涌水量正常m3/h200最大m3/h350(2)水泵型号及数量型号/台MD280-43x624压缩空气机型号及数量型号/台SA-132A/425地面生产系统(1)选煤方法块蛔筛楸靶洗选

27续表1-4-7矿井设计主要技术经济指标表项目名称单位指标备注(2)原煤储煤场容量万吨1.5(3)产品储存仓容量万吨0.6726供电(1)电动机总容量kW10274.46(2)吨煤耗电量kW•h/t42.6227供水(1)日用水量m3239728建筑面积和体积(1)工业建(构)筑物总面积m24690(2)工业建(构)筑物总体积m33649529工业场地占地面积hm23.730职工在籍总人数人450其中选煤厂50人31矿井全员效率t/T6.832项目总投资万元16272.50矿井其中：井巷工程万元4203.32地面建筑工程万元733.35设备购置万元6677.79安装工程万元1897.11其它费用万元1270.78基本预备费万元739.12建设期利息万元621.52铺底流动资金万元129.533吨煤投资元八271.21矿井34原煤生产成本元九185.9535项目建设工期月2036财务评价主要指标项目财务内部收益率%14.47项目财务净现值万元8782投资回收期a7.10总投资收益率%12.30盈亏平衡点%59.27

28第二章矿井开拓与开采第一节煤层埋藏及开采条件一、地质构造及特征(一)地层区内发育地层包括奥陶系中统峰峰组(02f)、石炭系中统本溪组(C2b)、上统太原组(C3t),二叠系下统山西组(Pis)、下石盒子组(Pix)，上统上石盒子组(P2s)及第四系中、上更新统(Q2+3)。自下而上分别为：1、奥陶系中统峰峰组(O2f)钻孔最大揭露厚度为20.69m,主要有深灰色石灰岩组成。2、石炭系(C)(1)中统本溪组(C2b)厚7.60m〜14.20m,平均为12.13m。与下伏马家沟组呈平行不整合接触。岩性为深灰色泥岩、砂质泥岩及灰白色砂岩、灰色铝质泥岩，中上部夹2〜3层薄层石灰岩及煤线。(2)上统太原组9九)厚96.80m〜109.70m,平均为103.78m。与本溪组呈整合接触。岩性为深灰色、灰色泥岩、砂质泥岩及灰白色砂岩，夹灰岩及煤层，为本区主要含煤地层之一。按沉积旋回及岩性组合，本组可分为三段。a、一段(C3J)■砂岩底一K2灰岩底，厚7.44m〜22.49m,平均14.68m。主要有泥岩、铝质泥岩、石灰岩、泥灰岩及煤层组成。主要可采的15号煤层位于其间。K,为灰色细粒砂岩，成份以石英为主，硅质胶结，具小型交错层理，属河口沙坝沉积。其上至15号煤层底，为深灰一灰黑色泥岩，间为铝质泥岩，含菱铁质新粒,黄铁矿及炭,质斑块，具水平纹理及均匀层理；偶夹石灰岩薄层、粉砂岩及薄煤层；属泻湖沉积。15号煤层为泻湖末期沼泽化后的泥炭沼泽沉积形成，并很快又被泻湖沉积覆盖(主要为含已黄铁矿化的小个体腕足，瓣鳏动物化石的泥灰岩或钙质泥岩)而得以保存。14

29号煤层位于本段顶部。b、二段6)K?灰岩底〜除灰岩顶，厚33.00m〜45.00m,平均36.62m。主要有碳酸盐岩、泥质盐、砂质岩类薄煤层组成。L为灰色厚层状石灰岩，生物屑泥晶结构。含燧石结核。产丰富的蜓类、有孔虫等动物化石。属正常浅海碳酸盐台地沉积、稳定。L灰岩以上，本段垂向上有三个明显的海退一海进旋回，即三个“三角洲前缘一三角洲平原一碳酸盐台地”序列。三角洲前缘沉积：包括K2顶〜13号煤层底板砂岩底，&顶〜12号煤层底，12号煤层顶板灰岩顶〜11号煤层底板砂岩底。一般均为泥岩或粉砂岩，多具水平纹理，含黄铁矿及植物碎片化石。微环境多属前三角洲及分流间湾沉积。下三角洲平源沉积：包括13号煤层底部砂岩底〜2底，12号煤层，11号煤层底板砂岩〜见底。一般各自的下部为砂岩，具交错层理平行层理等，含植物化石；13、12、11号煤层分别在各自旋回的顶部。微环境自下而上一般分别为分流河道，分流间沼泽、泥炭沼泽。12号煤层一般是直接在三角洲前缘的分流间湾上的泥炭沼泽沉积。碳酸盐各地沉积：包括K3、12号煤层顶板&为石灰岩或泥灰岩，生物屑泥晶结构，含腕足、蜓、海百合茎等动物化石。12号煤层顶板泥灰岩含少量黄铁矿，后灰岩含燧石结核。c、三段(C-)Kt顶〜2底，厚33.05m〜57.40m。平均46.88m。由泥质岩、碎屑岩、碳酸盐岩及煤层组成。可分三部分：&顶〜&顶，冷顶〜及顶，心顶〜2底，前二部分为完整的海退〜海进序列。后者与山西组构成一个海退序列。K,顶〜&顶：主要有深灰色〜灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰色粉砂岩，细粒砂岩，灰岩及煤层组成。泥质岩及粉砂岩具水平纹理，含植物碎片化石。细粒砂岩成份以石英为主，长石次之，具交错层理，平行层理，间有波状层理。石灰岩为厚层状，含腕足动物化石(人)以及薄层状含泥质。在下伏的石灰岩顶面上，偶有零星分布的煤层(10号)，可能为海退初期由于地势等因素利于形成零星的泥炭沼泽所致。9号煤层位于本旋回下部，为在前一旋回结束之后形成的下三角洲平原上的泥炭沼泽沉积。

308之8」、7号煤层分别位于是不同的逆粒序沉积组合的顶部，表明基底发生过多次振荡，同时由于分流海边迁移频繁，煤层层位不稳定，且不可采。区石灰岩属碳酸盐台地沉积。K.5顶〜K6顶：由灰黑色泥质岩、深灰色粉砂岩、细粒砂岩及薄煤层组成顶部为心含燧石灰岩。泥岩、砂质泥岩具水平纹理或均匀层理，产植物碎片化石。其上粉砂岩具波状层理和水平纹理，产植物碎片化石，含少量黄铁矿。细粒砂岩具小型交错层理，波状层理，含植物碎片化石。沉积不稳定，属分流河道沉积。5号煤层亦是在分流间泥炭沼泽环境下的产物，层位稳定。人灰岩为深灰色硅质泥灰岩或燧石灰岩，含丰富的蜓类等动物化石。属碳酸盐台地沉积。&顶〜K7底：主要为灰黑色泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩。具水平纹理，含菱铁质结核和黄铁矿。属泻湖沉积。3、二叠系(P)(1)下统山西组(Pls)厚41.75m〜67.85m,平均为55.69m。与太原组呈整合接触。岩性为灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩及灰白色、黄白色砂岩，夹煤层。底部以一层灰白色中细粒砂岩(2)与太原组分界。(2)下统下石盒子组(PQ厚45.20m〜66.50m,平均为59.51m。与下伏山西组呈整合接触。岩性以灰绿色、杏黄色、土黄色砂岩、泥岩及砂质泥岩为主，底部有时夹1〜3层煤线。顶部发育一层紫红色、黄绿色酶状铝土泥岩(桃花泥岩)，为重要标志层。底部K,砂岩为一厚约0.70〜20.20m,平均5.31m的黄绿色细粒砂岩。(3)上统上石盒子组(P2s)本区出露不全，保存厚度最大195.00m,局部地区剥蚀。与下石盒子组呈整合接触。岩性为灰绿、紫色砂质泥岩、泥岩，绿灰、浅灰色中粒砂岩，夹细粒砂岩。底部有时含1~3层镒铁矿层。4、第四系中、上更新统(Q2-3)厚度变化较大，为0〜45.60m,平均25.60mo由土黄色砂土及红色、黄红色粘土、亚

31粘土组成，含钙质结核，垂直节理发育。(~)主要地质构造1、构造本区在区域上属山西台背斜沁水坳陷的东南部，受区域构造的影响，矿区内构造大致可分为两组。一组为NE、NW向的断层为主，一组为NEE向的背、向斜为主,现将其分述如下：1)褶曲(l)Si背斜：位于西马户村北，轴向近EW向，两翼岩层倾角较陡，倾角10°〜12°,轴部出露地层为上石盒子组下段，区内延伸长750m。(2)S2向斜：位于庄头村、西马户村一线东，轴向近NS向，两翼岩层倾角5°〜15°,北端较陡，南端较缓，轴部出露上石盒子组下段地层，区内延伸长3000m。(3)S3背斜：位于龙塘村西、柳叶沟一线，轴向近NS向，两翼地层倾角5°〜12°,轴部出露地层上石盒子组下段。区内延伸长1400m。(4)S4向斜：位于龙塘村西、柳叶沟一线，轴向近NS向，两翼地层倾角5°〜12°,轴部出露地层上石盒子组下段。区内延伸长1400m。(5*5背斜：位于柳叶沟南，轴向近EW向，两翼岩层，倾角5°〜7°,轴部出露地层为卜一石盒子组卜段，区内延伸长650m。(6)Sg向斜：位于董家沟、杨家沟一线，轴向近EW向，两翼岩层倾角5°〜8°,轴部出露地层主要为上石盒子组下段，局部出露下石盒子组。区内延伸长2240m。(7)S7背斜：位于内峪则北、平家庄一线，轴向由NE折向近EW向，两翼地层倾角5°〜8°,轴部出露地层主要为上石盒子组下段，区内延伸长2250m。(8)S8向斜：位于鲍寨村东、内峪则、外峪则北一线，轴向由NE折向近EW向，两翼地层倾角5°〜10°,轴部出露地层主要为上石盒子组下段，区内延伸长2500m。(9)S(,背斜：位于鲍寨村西，轴向NW,两翼地层倾角5°〜8°,轴部出露上石盒子组下段地层，区内延伸长1400m。(10)Si()向斜：位于鲍寨村南，为一隐伏向斜，轴向近EW向，两翼地层倾角5°〜8°,区内延伸长600mo(11)S”背斜：位于鲍寨村南，为一隐伏背斜，轴向近EW向，区内延伸长1400m。

32以上褶曲已由3号煤层开采资料揭露。2)断层(1)庄头正断层位于矿区西部庄头村、马户、董家沟一线，走向N7°〜14°E,倾向NW,倾角75°,断距由南向北逐渐增大，为120〜200m。该断层中在井田内北端、南端均为陷伏断层，中端出露较好，井田内延伸长约7000m。(2)慈林山正断层位于矿区北部庄头村东、龙塘村西，为井田北部西边界，走向N50°E,倾句NW,倾角75°,区内延伸长3000m,最大断距50mo(3)反坡正断层位于矿区东部，杨家沟村东，为一隐伏正断层，走向N5°E,倾向NW,倾角75°,延伸长约1000m,断距20m。该断层由3号煤层采掘资料揭露。(4)Fi断层位于井田西南部，为一隐伏正断层，走向N20°W,倾向NE,倾角75°,区内延伸长350m,断距47.94m,由CL-1号钻孔控制。3)陷落柱

33在井田内见21个小型陷落柱，见表2-1-1。根据勘探报告，本井田内构造属简单类。表2-1-1陷落柱特征一览表序号平面形态立面形态9号煤层处长短轴(m)控制情况查明程度1椭圆形倒漏斗形100x70由3号煤揭露推断较可靠2椭圆形倒漏斗形200x170由3号煤揭露推断较可靠3椭圆形倒漏斗形100x85由3号煤揭露推断较可靠4椭圆形倒漏斗形90x75由3号煤揭露推断较可靠5椭圆形倒漏斗形85x75由3号煤揭露推断较可靠6椭圆形倒漏斗形95x65由3号煤揭露推断较可靠7椭圆形倒漏斗形100x80由3号煤揭露推断较可靠8似圆形倒漏斗形70x60由3号煤揭露推断较可靠9椭圆形倒漏斗形160x90由3号煤揭露推断较可靠10似圆形倒漏斗形75x75由3号煤揭露推断较可靠11椭圆形倒漏斗形165x125由3号煤揭露推断较可靠12椭圆形倒漏斗形135x95由3号煤揭露推断较可靠13椭圆形倒漏斗形120x100由3号煤揭露推断较可靠14似圆形倒漏斗形85x80由3号煤揭露推断较可靠15椭圆形倒漏斗形350x220由3号煤揭露推断较可靠16椭圆形倒漏斗形130x100由3号煤揭露推断较可靠17似圆形倒漏斗形85x85由3号煤揭露推断较可靠18似圆形倒漏斗形95x85由3号煤揭露推断较可靠19椭圆形倒漏斗形160x110由3号煤揭露推断较可靠20似圆形倒漏斗形85x80由3号煤揭露推断较可靠21似圆形倒漏斗形85x85由3号煤揭露推断较可靠—、煤层及煤质1、煤层井田内煤层主要分布在二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。山西组含煤1〜3层，一般2〜3层，由上而下编号的为1、2、3号。煤层总厚0.46〜

347.55m,平均4.52m,含煤系数8.12%。其中3号煤层位于本组下部，厚度大且稳定。太原组含煤11层，自上而下编号为5、7、8-1、8-2、9、11、12-1、12-2、13、14、15号。煤层总厚1.50〜9.87m,平均7.03m。含煤系数7.16%。主要可采的9号煤层位于二段底部，15号煤层位于一段的中上部，局部可采的14号煤层位于一段顶部。其余煤层均不可采。9号煤埋深110〜247m,15号煤埋深160〜284m,煤层倾角3°-8°o本井田内主要可采煤层有山西组3号煤层及太原组9、15号煤层。3号煤层位于山西组下部，上距几砂岩30.01〜46.70m,平均39.27m。煤层厚0.00〜7.25m,平均厚4.13m。含泥岩、炭质泥岩夹研0〜2层。本煤层层位稳定，结构简单，厚度变异系数为0.16,可采系数为93%,属稳定的全区可采煤层（I型）。煤层顶板为深灰岩泥岩、砂质泥岩、细砂岩，局部为砂岩。底板为黑色泥岩、砂质泥岩,深灰色细砂岩。矿井目前正在开采3号煤层，并即将开采完毕。9号煤层位于太原组三段底部，下距K»石灰岩0.50〜8.48m,平均1.56m,煤层厚0.36〜1.63m。平均1.27m,结构简单，本煤层层位稳定，厚度变异系数为0.20,可稳定数为92%,属稳定的全区可采煤层之一。煤层顶板为石灰岩、泥岩，底板为泥岩、细粒砂岩。15号煤层位于太原组一段中上部，上距K2石灰岩2.00〜7.95m,平均3.17m。煤层厚1.80〜5.99m,平均厚3.50m。结构较简单，含1〜2层夹开。本煤层层位稳定，厚度变异系数为0.10,可采系数为100%,属稳定的全区可采煤层（I型）。煤层顶板为泥灰岩、钙质泥岩或泥岩，底板为泥岩，砂质泥岩。可米煤层特征见表2-1-2o表2-1-2可采煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)层间距(m)煤层结构可采程度顶底板岩性稳定程度圾小值一段大值平均值最小值一最大值顶板底板平均值3。〜7.254.1338.45〜64.20简单全区泥岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩稳定90.36〜1.631.2756.34简单全区泥岩石灰岩泥岩细粒砂岩稳定36.58〜55.33151.80~5.993.5041.39简单全区泥岩泥灰岩泥岩砂质泥岩稳定

352、煤层顶底板工程地质特征1)9号煤层岩石工程地质特征井田内9号煤层顶板影响范围内的岩性主要为泥岩、粉砂岩、细粒砂岩及中粒砂更O直接顶板为泥质岩，局部为粉砂岩及砂岩，厚1.0~10.5mo厚度稳定性差，结构松软，吸水易软化，强度较低。泥岩：灰~灰黑色，中厚~厚层状，真密度为2581~2832kg/n?,视密度2572~2878kg/m3,含水率0.19%~0.42%,自然抗压强度7.7~22.8MPa,为软化性岩石。粉砂岩：灰黑色，中厚层状,真密度为2646~2674kg/n?,视密度为2632~2653kg/m3,含水率0.33%~0.36%,自然抗压强度为15.l~47.2MPa,软化系数0.33~0.87为软化性岩石。老顶为砂岩，岩相变化大。不规则裂隙发育，见有方解石脉及泥质物充填现象。细粒砂岩：真密度为2621~2643kg/m3,视密度为2614~2629kg/n?,自然抗压强度为7.7~37.2MPa,为半坚硬~坚硬岩石，为软化~不软化岩石。中粒砂岩：真密度为2685kg/n?,视密度为2620kg/m3,含水率0.25%,自然抗压强度为9.9~27.4MPa,为半坚硬-坚硬岩石，软化系数0.37,为软化~不软化岩石。煤层的上覆岩层，从直接顶到老顶为较弱-坚硬型，再往上为较弱-坚硬型的相间复合结构。这种软硬相间的结构虽然能阻止煤层开采时顶板裂隙的发展，但由于软弱岩石在水的作用下，易发生软化，从而降低了顶板的稳定性。煤层直接底板为泥质岩石，泥岩、局部为粉砂岩，厚0.50〜8.48m。泥岩：真密度为2540kg/m3,视密度为2529kg/m3,含水率0.39%,自然抗压强度为8.7〜9.2MPa,为软化性岩石。粉砂岩：真密度为2680〜2698kg/n?,视密度为2652~2697kg/m3,含水率0.04%〜0.25%,自然抗压强度为19.0~41.3MPa。老底为灰色中厚-厚层状细粒砂岩、中粒砂岩、粗粒砂岩、石灰岩厚0-5.90m。岩相变化大；为半坚硬-坚硬岩石。细粒砂岩：真密度为2667kg/m3,视密度为2626kg/m3,含水率0.24%,自然抗压强度为7.2〜25.9MPa,为软化性〜不软化岩石。中粒砂岩：真密度为2684kg/n?,视密度为2663kg/n?,含水率为0.28%,自然抗

36压强度为30.2〜36.2MPa,为软化〜不软化岩石。粗粒砂岩：真密度为2617~2680kg/m3,视密度为2604~2626kg/m3,含水率为0.17%~0.24%,自然抗压强度为10.5〜48.3MPa,为软化〜不软化岩石。垂向上为软弱〜坚硬〜软弱坚硬的相间复合结构，平面上岩相变化大。9号煤岩顶、底板工程地质条件较复杂。1)15号煤层岩石工程地质特征井田内15号煤层顶板影响范围内的岩性主要为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、石灰岩。直接顶板为泥质岩，局部为粉砂岩，厚2.00〜5.70m。厚度稳定性差，结构松软，吸水易软化，强度较低。泥岩：灰〜灰黑色，中厚〜厚层状，真密度为2437kg/m3,视密度为2419kg/m3,含水率0.07%,自然抗压强度为18.5〜48.1MPa,软化系数0.87为软化性岩石。砂质泥岩：灰黑色，中厚层状，真密度为2691kg/m3,视密度为2610kg/n?,含水率0.11%,自然抗压强度为11.0〜19.1MPa,软化系数0.81,为软化性岩石。老顶为粉砂岩、石灰岩，厚5.25〜9.39m,岩相变化大。不规则裂隙发育，见有方解石脉充填现象。粉砂岩：真密度为2640〜2669kg/m3,视密度为2618~2624kg/m3,含水率0.11%,自然抗压强度为20.5〜35.7MPa,为半坚硬〜坚硬岩石，为软化〜不软化岩石。石灰岩：真密度为2718kg/m3,视密度为2702kg/m3,含水率0.03%,自然抗压强度为42.3〜83.0MPa,为半坚硬-坚硬岩石，软化系数0.50,为软化〜不软化岩石。煤层的上覆岩层，从直接顶到老顶为较弱-坚硬型，但由于软弱岩石在水的作用下，易发生软化，从而降低了顶板的稳定性。煤层直接底板为泥岩、含铝泥岩、铝质泥岩，厚6.50〜11.56m。泥岩：真密度为2599kg/n?,视密度为2568kg/m3,含水率0.05%,为软化性岩石。含铝泥岩：真密度为2810kg/m3,视密度为2697kg/m3,含水率0.06%,为软化性岩石。铝质泥岩：真密度为2673〜2804kg/m3,视密度为2669~2746kg/m3,含水率为0.05%〜0.09%,自然抗压强度为2.1〜8.0MPa,为软化性岩石。老底为灰色中厚〜厚层状细粒砂岩，厚1.11〜2.20m。岩相变化大；为半坚硬〜坚硬岩石。

37垂向上为软弱〜坚硬〜软弱坚硬的相间复合结构，平面上岩相变化大。15号煤岩顶、底板工程地质条件较复杂。3、煤质及煤的用途按《中国煤炭分类国家标准》(GB5751-86)：3号煤为低硫贫煤，9号煤为贫煤(PM),15号煤划分为贫煤(PM)、无烟煤三号(WY3)O9号煤层为低灰〜中灰、中硫〜中高硫、中热值〜特高热值之贫煤。可作为动力用煤和民用煤。15号煤层为中灰〜高灰、中高硫〜高硫、低热值〜高热值贫煤、无烟煤。第二节矿井主要灾害因素及安全条件一、瓦斯根据本井田9、15号煤勘探地质报告，施工用解吸法采取9号煤层瓦斯样6个，15号煤层瓦斯样6个。本区9、15号煤层甲烷含量低，瓦斯成分均以氮气为主，重煌微量，瓦斯分带为氮气一甲烷带和二氧化碳一氮气带。据本区9号、15号煤层瓦斯含量与成分测定结果统计煤层甲烷含量低，煤层瓦斯成分均以氮气为主。本区9号、15号煤层瓦斯含量低，煤层埋藏深度、断裂构造是控制本井田瓦斯含量的主要因素，这是由于煤层埋藏浅，煤层本身及围岩透气性增大。不利于瓦斯的聚集和保存。本矿井为低瓦斯矿井。各煤层甲烷含量、瓦斯成分测定结果见表2-2-1。表2-2-1各煤层甲烷含量、瓦斯成分测定结果统计表煤层编号统计点数甲烷含量ml/g（干燥无灰基）瓦斯成分CH,(%)CO2(%)N2(%)C2-C8(%)960.03-0.781.29-44.202.09-40.5515.25~84.570.000-0.3020.3419.8515.1064.970.7681560.16-1.330.00-21.942.68〜27.5752.43-90.980.000-0.8720.4610.6517.2471.910.209本矿井15号煤层为高硫煤，勘探报告中未提及此煤层开采时是否存在含硫气体的涌出问题。因此建议本矿井揭露15号煤层后，根据实际情况结合邻近井田气体涌出情况采取相应的措施，保证矿井生产不受含硫气体威胁。二、煤尘爆炸

38根据勘探区内B-l、G-1号孔9号、15号煤层煤尘爆炸性试验结果，本区9号、15号煤层煤尘均有爆炸危险性。各煤层煤尘爆炸性试验结果见表2-2-2o三、煤层自燃根据勘探区内部分钻孔对9号、15号煤层采样的自燃趋势试验，各煤层还原样与氧化样燃点之差AT|一3为12c〜18℃,9号、15号煤层均属不易自燃煤层。试验结果详见表2-2-3o表2-2-2煤尘爆炸试验结果采样位置煤层号煤尘爆炸火焰长度m/m加岩粉量％有无爆炸性B-19320.0行爆炸性G-19515.0有爆炸性B-115515.0仃爆炸性G-115515.0有爆炸性表2-2-3煤的燃点试验结果表采样位置煤层号燃点CATI3c原样氧化还原B-1940839641014G-1938437138615B-11538237438612G-I1538637239018四、煤层顶底板1、9号煤层顶底板情况垂向上为软弱〜坚硬〜软弱坚硬的相间复合结构，平面上岩相变化大。9号煤顶、底板工程地质条件较复杂。2、15号煤层顶底板情况垂向上为软弱〜坚硬〜软弱坚硬的相间复合结构，平面上岩相变化大。15号煤顶、底板工程地质条件较复杂。五、地温

39本区开采3号煤层没有发现地温异常，本次勘探阶段在C-l、E-1两个钻孔中进行了简易测温，本区属地温正常区域，无地热危害。六、矿井安全条件评价根据本矿井安全预评价的结论：慈林山煤矿存在的危险、有害因素有7种，分别为矿井瓦斯、矿井煤尘、矿井火灾、矿井水灾、机电运输事故、顶板事故及其它。尤其应对矿井瓦斯、煤尘、水害引起高度重视。第三节矿井开拓系统一、井筒1、井筒数目、位置及用途矿井现有四个井筒，主斜井、副立井、进风斜井和回风斜井。根据确定的开拓延深方案，新开凿主斜井到15号煤，矿井原有主斜井直接延深到15号煤作为副斜井，原副立井及进风斜井不再使用（下组煤投产前关闭这两个井筒），原回风斜井仍担负矿井回风任务。因此矿井延深后共有三个井筒，其中主斜井和副斜井位于矿井工业场地，回风斜井位于马户风井工业场地。2、井筒装备及布置主斜井装备1.0m的带式输送机和架空乘人装置（猴车），中间设置隔离网，担负矿井煤炭提升任务，兼进风、行人。主斜井倾角20°,长度592m,净宽5.2m,净断面积15.8m2；井筒内敷设通信、信号、照明电缆、消防洒水管等。主斜井表土段断面见图2-3-1,基岩段断面见图2-3-2。副斜井已有308m,运行单钩串车，装备900mm轨距矿车。副斜井倾角18°,延深长度224m,净宽4.0m,净断面积1（Um2；井筒内布置台阶、排水管道、压风及消防洒水管道、动力、通信、信号电缆等。副斜井断面（延深段）见图2-3-3。回风斜井已有260m,井筒净宽3.2m,净高2.6m,倾角11。。9号煤层延深段倾角0〜25。，净宽4.5m,净高3.85m,长度为190m,净断面积15.20?。回风斜井断面见图2-34。井筒特征详见表2-3-1。

403、井筒支护新开凿主斜井表土段采用钢筋混凝土砌磴支护，井壁厚度为500mm；基岩段采用锚网喷支护，喷厚150mm。井筒开凿中如遇含水层，要提前进行工作面预注浆。

41副斜井（上段）、回风斜井（上段）为已有井筒，其井壁结构不再叙述。副斜井延伸段采用锚网喷支护，喷厚150mm。回风斜井延伸段采用锚网喷支护，喷厚100mm。表2-3-1井筒特征表井筒名称主斜井副斜井回风斜井井口坐标（m）纬距（X）3985483.5923985532.5343984295.807经距（Y）19673090.13019673091.4391967280.505井口标高（m）+991.000+988.331+985.771提升方位角（°）304°53'304°53'294°井筒倾角（°）20°18°11725°井筒斜长（m）592308/224260/190井筒宽度净（m）5.24.04.5掘进（m）5.54.34.74井筒断面净（m2）15.810.315.2掘进（n?）18.012.216.4水平标高（m）840/794872/825862井筒支护钢筋碎/锚网喷锚网喷锚网喷厚度（mm）500/150150100井筒装备带式输送机、猴车38kg/m轨道备注新开凿利用原主斜井延深至15号煤层延深井筒至9号煤层4、防洪设计标准本场地位于一山坡坡地，地势较高，高差较大，场地雨水排放及时，附近无河流,不受内涝和河流洪水威胁。5、保护煤柱的留设

42井筒及工业场地保护煤柱留设计算按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》规定，表土段移动角按45。计算，基岩段岩石移动角按70。计算。井筒及工业场地保护煤柱平、剖面见图2-3-5、2-3-6o经计算井筒及工业场地煤柱量为2.02Mto6,进、回风井口的安全性本矿井工业场地位于一山坡坡地，地势较高，高差较大，场地雨水排放及时，场内雨水排放利用现有排雨水系统，且附近无河流，故工业场地及井口不受内涝和河流洪水威胁。新开凿主斜井距山坡坡脚最近为75.0m,迎山侧均设置有挡土墙，山坡坡顶处设置有截水沟，挡土墙墙脚处设置有排水沟，通过截水沟、排水沟可将山坡雨水收集后集中排至场外，故场地及井口不受滑坡、泥石流的威胁。主、副斜井与回风斜并不在同一场地内，因此进风井不受回风井有害气体影响；选煤厂均采用封闭式带式输送机栈桥及筒仓，因此主、副斜井井口不受粉尘侵入的影响。7,主、副斜井井筒断面安全间隙。主斜井：井筒内人行道宽度1.2m,满足规范1.0m要求；带式输送机与巷道侧帮距离550mm,满足规范0.5m要求；带式输送机最突出部分与巷道拱部距离594mm,满足规范0.3m要求；架空乘人装置（猴车）上下乘人蹬座中心间距1.0m,满足规范700mm要求；架空乘人装置（猴车）上下乘人蹬座间距700mm,满足规范500mm要求。副斜井：安全间隙按运输15号煤液压支架时校核。运输设备与巷道拱部距离305mm,满足规范0.3m要求；运输设备与巷道拱部的管线距离392mm、352mm,满足规范300mm要求。人行道宽度1425mm,满足规范1.0m要求；人行道侧管道吊挂高度2.0m,满足规范1.8m要求。二、盘区划分及开采顺序1、盘区划分及开采顺序(1)盘区划分根据井下开拓部署、断层分布及煤柱留设情况，9号煤层和15号煤层分别划分四个盘区。全矿井延深到下组煤后共划分为8个盘区。(2)开采顺序本矿井开采顺序是由近至远的下行式开采，初期开采9号煤一盘区，然后逐渐由北向南开采9号煤二、三、四盘区及15号煤一、二、三、四盘区。

43三、主要巷道(1)大巷层位结合大巷煤炭运输采用带式输送机运输方式，辅助运输采用无极绳连续牵引车运输等因素，考虑到本矿井9、15号煤层无煤与瓦斯突出危险及冲击地压、煤层不易自燃，为便于利用大巷作为准备巷道和减少岩石工程量，大巷布置在9号、15号煤层中。采用水泵接力排水，利用大巷作为盘区巷道。(2)大巷布置方式大巷从中部车场、井底车场向南偏西方向掘进，到井田边界后，直接沿井田边界贯通四盘区。(3)大巷条数9号、15号煤层大巷分层布置，设计各煤层分别布置三条大巷，分别为带式输送机大巷、辅助运输大巷和回风大巷。(4)大巷煤柱考虑到9号煤层厚度较小，并参照邻近矿井煤柱留设情况，大巷煤柱按一侧30m留设。(5)支护方式、安全间隙及安全风速大巷采用锚网喷支护方式，巷道高度、安全间隙均满足相关规定。其中轨道大巷留设有1m以上的人行道，带式输送机大巷留有1m宽人行道，带式输送机与巷帮间距离为0.55m,循环架空乘人装置蹬座中心间距1m,靠近巷帮侧蹬座中心距巷帮0.75m。9煤轨道大巷、带式输送机大巷及回风大巷断面图见图2-3-7、2-3-8、2-3-9。15煤轨道大巷、带式输送机大巷及回风大巷断面图见图2-3-10、2-3-11、2-3-12。主要巷道断面特征见表2-3-2o表2-3-2主要巷道断面特征表序%巷道名称断面形状净断面(m2)掘进断面(D12)支护方式支护厚度(mm)铺底厚度(mm)19煤轨道大巷半圆拱12.313.9锚网喷10015029煤带式输送机大巷半:圆拱15.317.1锚网喷12010039煤回风大巷半圆拱10.311.1锚网喷100415煤轨道大巷半圆拱15.217.0锚网喷100150

44515煤带式输送机大巷半圆拱15.317.1锚网喷120100615煤回风大巷半圆拱12.313.2锚网喷100四、竣工投产条件矿井竣工验收前，必须完成本矿井设计的全部安全工程、设施、装备，生产系统和防灾系统，经过联合试运转，具备安全生产条件。第四节采煤方法及盘区巷道布置一、采煤方法的合理性分析1、采煤方法的选择本井田可采煤层为9号、15号煤层，矿井延深后，首先开采9号煤层。设计对9号煤层采煤方法及装备进行了方案比选。矿井延深后，首先开采的9号煤层平均厚度1.27m,煤层倾角为3。〜8。，属缓倾斜煤层，煤层顶板为泥岩，底板为砂质泥岩，煤层结构简单，赋存稳定，根据本煤层赋存条件、顶底板岩性及地质构造特征，设计采用走向长壁与倾斜长壁相结合、一次采全高采煤方法，全部垮落式管理顶板。结合9号煤层赋存条件、矿井开拓部署和矿井设计生产能力，对9煤回采工作面装备提出如下方案进行分析比较：I方案：装备一个薄煤层滚筒采煤机综采工作面保证矿井产量。II方案：装备一个薄煤层刨煤机综采工作面保证矿井产量。HI方案：装备二个薄煤层高档普采工作面保证矿井产量。I方案优点是生产集中，对地质条件适应性比较广泛，产量较大，操作合维护简单，投资较II方案低。缺点是能耗较大，工人需进入工作面操作，工作环境较差。II方案优点是生产集中，刨煤机采煤可以实现自动化，人员可以不进入工作面内，减少人员数量，提高劳动效率；同时避免了工人在狭矮的工作面内作业；刨煤机采煤块煤产率高，粉煤及煤尘少，安全性能好。缺点是电控设备的国产化率较低，大量设备依赖进口，投资较I、III方案高，对地质条件适用范围较窄。III

45方案的优点是投资少，对地质条件的适应性较强，但生产分散，矿井生产效率较低，工人需要进入工作面操作，工作环境差，安全条件差。分析上述方案，对于厚度1.3m左右的煤层，从提高生产效率和降低资金投入及生产成本方面效果比较好的是滚筒采煤机综采工作面。而本矿井开采9号煤层厚度为0.36~1.63m,平均厚度1.27m,煤层赋存比较稳定，结构简单，煤层倾角缓，煤层中硬以下，煤层顶板比较稳定，也适合采用滚筒采煤机开采。枣庄矿业集团公司借鉴我国中厚以上煤层综采的经验，在薄煤层综采配套设备的研制及工艺参数优化方面进行了有益的探索。2003年10月在其田陈矿531工作面装备了自行研制与改进的三机配套设备，取得了明显效果，实现最高日产35043平均月产896363创出了滚筒式薄煤层综采机组年产百万吨的新水平。装备此工作面设备资金投入为1088.00万元，设备投入不到装备刨煤机面的十分之一。所以为提高矿井生产率，降低资金投入及生产成本，确保安全生产，设计推荐I方案，即采用滚筒采煤机开采。2、回采工作面装备及主要采煤设备根据9号煤采煤工艺，结合薄煤层开采技术条件和目前国内采煤机械化装备水平，并参照枣庄矿业集团公司现有工作面的设备情况，按照各环节生产能力相适应、技术要求相配套的原则进行配备，同时要考虑为工作面今后单产的提高创造条件。(1)液压支架根据矿井的煤层地质条件，按倍数岩重法计算液压支架的支护强度，公式如下：P=1000XNXMXyX9.8X10-6=1000X7X1.27X2.6X9.8X10-6=O.23MPa式中：P一一支架支护强度，MPa；N一一与煤层顶底板分类相关系数，取7；M煤层采高，1.27m；Y顶板岩石容重，2.61/0?。根据以上计算，设计选用ZY28OO/85/19型液压支架，该支架支护高度0.85-1.9m,

46支护强度0.46MPa.(2)采煤机综采机组每班开机率为60%,长壁综采工作面年产量按0.6Mt/a考虑，日产量应在20001左右，相应的采煤机的平均截割牵引速度为：2000x(L+/)(LxHx8xrxC)x3xTxKx60式中L——工作面长度，取150mH——采高，平均取1.27mB——截深，取0.60mY煤层容重，取1.42t/m3T——每班工作时间，取6hI——采煤机开缺口行程，取45mK——采煤机开机率，取60%C——工作面回采率，取97%。代入则得：V=3.8m/min在采煤过程中，采煤机实际落煤量和割煤速度是一个随机值，因此，采煤机的最大割煤速度应较平均割煤速度有一定的富裕量。采煤机的最大割煤速度：Vmax=1.5xVc=1.5x3.8=5.7(m/min)采煤机的最大割煤能力：Qmax=60xBxHxyxVmax=60x0,60x1.27x1.42x5.7=370(t/h)采煤机功率按下列计算经验公式计算：

47N=(60XBXHXVmaxXHw)/3.6式中：N—采煤机所需功率，kW；B—采煤机截深，取0.6m；H一采煤机切割高度(采高)，1.27m；V一采煤机的最大切割速度，取5.7m/min；Hw—能耗系数，取值范围为3.0〜3.5。N=(60XBXHXVmaxXHw)/3.6=(60X0.6X1.27X5.7X3.5)/3.6=253(kW)。根据以上计算，所需采煤机功率并不大，但考虑到煤层夹研影响，根据以上计算,设计选用MG132/315-WD型采煤机，其主要技术特征如下：电动机总装机功率为315kW,电压1140V；采局为0.80〜1.7m；截深0.6m；牵引方式：电磁滑差调速无链牵引；牵引速度。〜6.2m/min。（3）刮板输送机刮板输送机输送能力要与采煤机生产能力相匹配；外形尺寸要与采煤机相匹配。工作面可弯曲刮板输送机选用SGZ630/220型，功率2X110kW,电压1140V,输送能力400t/h。（4）工作面运输巷破碎机和转载机工作面运输巷破碎机选用LPS-500型破碎机，功率75kW,电压1140V,破碎能力500t/h„工作面运输巷转载机选用SZD-730/75型刮板转载机，功率75kW,电压1140V,转载能力500t/ho（5）工作面运输巷带式输送机工作面运输巷带式输送机选用SSJ1000/125型可伸缩带式输送机，功率125kW,电压1140V,输送能力500t/ho（6）乳化液泵站和喷雾泵站选型为：

48乳化液泵站选用DRB200/31.5型，由两泵一箱组成。喷雾泵站选用WPZ-320/6.3型，由两泵一箱组成。9号煤综采工作面主要设备配备见表24-1。表24-19号煤综采工作面主要设备配备表设备名称设备型号及规格单位数量采煤机MG132/315-WDA1液压支架ZY2800/85/19架106（包F略用10架）端头液压支架ZZ2800/85/19架6可弯曲刮板输送机SGZ630/2202XHOkW,1140VZx1转载机SZD-730/7575kW,1140VZa1破碎机LPS-50075kW,1140VZa1可伸缩带式输送机SSJ1000/125台1乳化液泵站DRB200/31.5套1喷雾泵站WPZ-320/6.3（两泵一箱）套13、工作面参数及产量1)工作面长度目前，国内高产高效综采工作面长度普遍在180m〜260m之间，并有逐渐加长趋势。神东矿区高产高效综采工作面长度在250m左右。鉴于本矿井先期开采的9号煤层厚度较薄，倾角平缓，地质构造简单，开采技术条件优越，设计确定回采工作面长度为150m。但在实际生产过程中，可以根据生产管理水平、地质条件以及采区具体情况对工作面长度进行适当调整。2)工作面采高本矿井9号煤层厚0.36〜1.63m。平均1.27m,结构简单。结合采煤设备配备，确定9号煤工作面采高为1.27m。3)工作面年推进度⑴工作面循环进度综采工作面采煤机有效截深为0.6m,则其循环进度为0.6m。⑵工作面日循环数矿井工作制度为井下“四•六”制，三班生产，一班准备，每班工作时间6h。

49采煤机开机率ki=60%,工作面长度Li=150m,进刀长度h=45m,采煤机割煤速度V|=3.8m/min,则割煤一刀所需时间「：T1=30+k2(L1-l1)/Vi=30+1.3X(150-45)/3.8=65.9min采煤机每班有效割煤时间TJ：Tj'=6x60x0.60=216min工作面日循环数Nt：N[=3TJ"1=3x216/65.9=9.8,考虑一定正规循环率，设计取11。⑶工作面年推进度工作面年推进度：Ux0.6x330=2178m实际取2200m。4)工作面生产能力工作面生产能力按下式计算：A=LXHXSXyXCX10-6式中：A—工作面生产能力，Mt/aL一工作面长度，取150m；H-工作面采高，取1.27m；S一工作面平均推进度，取2200m/a；丫一煤层容重，取L42t/m\C一工作面采出率，取0.97。矿井移交生产及达到设计生产能力时，布置一个薄煤层综采工作面。经计算综采工作面产量为0.57Mt/a,掘进煤产量按回采煤量的10%考虑，即0.06Mt/a,则矿井总产量为0.63Mt/ao二、采掘设备的安全性1、工作面液压支架支护强度根据矿井的煤层地质条件，按倍数岩重法计算液压支架的支护强度，公式如下：P=1000XNXMXYX9.8X10-6=1000X7X1.27X2.6X9.8X10-6

50=0.23MPa式中：P一一支架支护强度，MPa；N一一与煤层顶底板分类相关系数，取7；M煤层采高，1.27m；Y顶板岩石容重，2.6t/n?。根据以上计算，设计选用ZY2800/85/19型液压支架，该支架支护高度0.85〜1.9m,支护强度0.46MPa.2、工作面液压支架的移架、调架、防片帮及防冒顶措施⑴支架工应熟知支架的性能、结构、原理，能迅速处理一般事故，操作准确迅速。⑵支架的零部件要齐全可靠，联结紧固，活柱、缸体动作灵敏可靠，无损伤、变形，阀类、接头等密封部位密封良好，不漏液。⑶操作人员移架时注意观察顶板、煤壁状况，确认无危险时，方可移架。移架时，架前、架下方不得有任何人作业或停留。（4）如果移架时阻力过大，应及时查找原因，严禁硬拉硬推。⑸移架前必须将架间及底座前方的浮煤、活磴清理干净。（6）移架顺序：微降前、后柱，同时开始移架，边移边收防片帮板，支架到位后升起前后柱，手把要持续3〜5秒再恢复零位，以保证其初撑力不低于规定值的80%,伸出片帮板护住煤壁。验收员要随时检查支架压力情况，确保支撑力符合要求。⑺采煤机前滚筒割过后，立即伸出片帮板临时支护暴露的顶板。（8）严格控制采高，防止支架不接顶或倒架、死架的发生。（9）若顶板破碎，可采取承压移架的方法移架，同时加强超前临时支护。⑩在正常生产过程中，支架工及端头（尾）工要调节排头（尾）架与正规架的缝隙，确保支架的严密。01）支架间隙大于200mm,必须打一梁二柱大板棚进行管理。⑫液压支架在操作上要做到：快、准、灵、正、匀、严、净，液压系统要达到密封的要求，各阀要定期检查。⑬工作面回采推进至向斜低洼处时，受应力影响，如果工作面顶板破碎，片帮严重，有冒顶危险时，要提前支护，可以采用煤壁预注浆（注马丽散）方法固结煤体,强化顶板。

51三、盘区巷道布置1、盘区巷道布置初期在井田中央沿南北向布置一组9号煤大巷，分别为带式输送机大巷、辅助运输大巷和回风大巷，大巷间距为30m。大巷兼作盘区巷道，利用大巷直接与工作面巷道相联。回采工作面共布置两条，分别为工作面运输巷和工作面回风巷，工作面回风巷兼作辅助运输巷，均采用锚网支护。盘区巷道布置平面图见图24-1。盘区开采前必须编制采区设计，并严格按照采区设计组织施工。2,工作面端头支护1）工作面运输巷超前支护，采用单体柱支护加较接顶梁支护，超前支护距离从工作面煤壁算起，保证不少于20m,在所有钢梁下打单体柱，单体支柱布置在转载机两侧，距转载机100~200mln。然后在距工作面煤壁10m范围内，在煤柱侧紧靠煤柱再打一根单体柱，保证人行侧距离不小于700mm,组成一梁三柱。单体液压支柱要用小链联好。随循环推进，将影响割煤的工作面侧单体柱回掉，单体柱回收距煤壁距离不超过2m,拉端头架前将影响拉架的单体柱回掉，煤柱侧一排单体柱一直延伸到端头架顶梁尾部。2）工作面回风巷超前支护，采用单体支柱支护，超前支护距离支护距离从工作面煤壁算起，保证三个生产均不少于20m,在距巷道两帮8003000mm处所有钢梁下打两排单体柱组成一梁两柱，在距工作面煤壁10m范围内，在巷道距工作面侧煤帮200mm范围处的钢梁下打一排单体柱，组成一梁三柱，柱子要用小链联好。随循环推进，将影响割煤的工作面侧单体柱逐根回掉，单体柱回收距煤壁不大于2m,煤柱侧单体柱回收到与排尾架掩护梁中部相齐，当排尾架与煤柱间空间超过1000mm时，应在支架至切顶线所有的钢梁下补打单体支柱，单体支柱距工作面煤壁不小于700mm,单体柱必须离开刮板输送机机尾和支架100~200mm,支护强度不够时，应及时加密单体支柱，但必须保证安全出口宽度大于700mm。第五节顶板管理一、顶板灾害防治及装备

52（一）影响矿山压力显现基本因素分析1、可采煤层顶底板岩性1）9号煤层岩石工程地质特征井田内9号煤层顶板影响范围内的岩性主要为泥岩、粉砂岩、细粒砂岩及中粒砂史°直接顶板为泥质岩，局部为粉砂岩及砂岩，厚1.0~10.5mo厚度稳定性差，结构松软，吸水易软化，强度较低。泥岩：灰一灰黑色，中厚〜厚层状，真密度为2581~2832kg/m3,视密度为2572~2878kg/m3,含水率0.19〜0.42%,自然抗压强度为7.7〜22.8MPa,为软化性岩石。粉砂岩:灰黑色，中厚层状，真密度为2646〜2674kg/n?,视密度为2632〜2653kg/n?,含水率0.33%〜0.36%,自然抗压强度为15.1〜47.2MPa,软化系数0.33〜0.87为软化性岩石。老顶为砂岩，岩相变化大。不规则裂隙发育，见有方解石脉及泥质物充填现象。细粒砂岩：真密度为2621〜2643kg/m3,视密度为2614~2629kg/n?,自然抗压强度为7.7〜37.2MPa,为半坚硬〜坚硬岩石，为软化〜不软化岩石。中粒砂岩：真密度为2685kg/n?,视密度为2620kg/m3,含水率0.25%,自然抗压强度为9.9〜27.4MPa,为半坚硬〜坚硬岩石，软化系数0.37,为软化〜不软化岩石。煤层的上覆岩层，从直接顶到老顶为较弱〜坚硬型，再往上为较弱〜坚硬型的相间复合结构。这种软硬相间的结构虽然能阻止煤层开采时顶板裂隙的发展，但由于软弱岩石在水的作用下，易发生软化，从而降低了顶板的稳定性。煤层直接底板为泥质岩石，泥岩、局部为粉砂岩，厚0.50〜8.48m。泥岩：真密度为2540kg/m3,视密度为2529kg/m3,含水率0.39%,自然抗压强度为8.7〜9.2MPa,为软化性岩石。粉砂岩：真密度为2680〜2698kg/n?,视密度为2652~2697kg/m3,含水率0.04%~0.25%自然抗压强度为19.0~41.3MPa。老底为灰色中厚〜厚层状细粒砂岩、中粒砂岩、粗粒砂岩、石灰岩厚0-5.90m。岩相变化大；为半坚硬〜坚硬岩石。细粒砂岩：真密度为2667kg/n?,视密度为2626kg/m3,含水率0.24%,自然抗压强度为7.2〜25.9MPa,为软化性〜不软化岩石。

53中粒砂岩：真密度为2684kg/n?,视密度为2663kg/n?,含水率为0.28%,自然抗压强度为30.2〜36.2MPa,为软化〜不软化岩石。粗粒砂岩：真密度为2617~2680kg/n?,视密度为2604~2626kg/m3,含水率为0.17%〜0.24%,自然抗压强度为10.5〜48.3MPa,为软化〜不软化岩石。垂向上为软弱〜坚硬〜软弱坚硬的相间复合结构，平面上岩相变化大。9号煤岩顶、底板工程地质条件较复杂。2)15号煤层岩石工程地质特征井田内15号煤层顶板影响范围内的岩性主要为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、石灰石o直接顶板为泥质岩，局部为粉砂岩，厚2.00~5.70m。厚度稳定性差，结构松软，吸水易软化，强度较低。泥岩：灰~灰黑色，中厚~厚层状，真密度为2437kg/n?,视密度为2419kg/m3,含水率0.07%,自然抗压强度为18.5~48.lMPa,软化系数0.87为软化性岩石。砂质泥岩：灰黑色，中厚层状，真密度为2691kg/m\视密度为2610kg/m3,含水率0.11%,自然抗压强度为ll.0~19.lMPa,软化系数0.81为软化性岩石。老顶为粉砂岩、石灰岩，厚5.25939m,岩相变化大。不规则裂隙发育，见有方解石脉充填现象。粉砂岩：真密度为2640~2669kg/m3,视密度为2618~2624kg/m\含水率0.11%,自然抗压强度为20.5~35.7MPa,为半坚硬~坚硬岩石，为软化~不软化岩石。石灰岩：真密度为2718kg/n?,视密度为2702kg/n?,含水率0.03%,自然抗压强度为42.3~83.0MPa,为半坚硬~坚硬岩石，软化系数0.50,为软化~不软化岩石。煤层的上覆岩层，从直接顶到老顶为较弱~坚硬型，但由于软弱岩石在水的作用下，易发生软化，从而降低了顶板的稳定性。煤层直接底板为泥岩、含铝泥岩、铝质泥岩，厚6.50~ll.56m。泥岩：真密度为2599kg/n?,视密度为2568kg/m3,含水率0.05%,为软化性岩石。含铝泥岩：真密度为2810kg/n?,视密度为2697kg/n?,含水率0.06%,为软化性岩石。铝质泥岩：真密度为2673~2804kg/n?,视密度为2669~2746kg/m3,含水率为0.05%~0.09%,

54自然抗压强度为2.1~8.0MPa,为软化性岩石。老底为灰色中厚~厚层状细粒砂岩，厚岩相变化大；为半坚硬~坚硬岩石。垂向上为软弱~坚硬~软弱坚硬的相间复合结构，平面上岩相变化大。15号煤岩顶、底板工程地质条件较复杂。2、褶曲、断层及陷落柱1)褶曲(l)Si背斜：位于西马户村北，轴向近EW向，两翼岩层倾角较陡，倾角10°〜12°,轴部出露地层为上石盒子组下段，区内延伸长750m。(2)S2向斜：位于庄头村、西马户村一线东，轴向近NS向，两翼岩层倾角5°〜15°,北端较陡，南端较缓，轴部出露上石盒子组下段地层，区内延伸长3000m。(3)S3背斜:位于龙塘村西、柳叶沟一线，轴向近NS向，两翼地层倾角5°〜12°，轴部出露地层上石盒子组下段。区内延伸长1400m。(4)S4向斜:位于龙塘村西、柳叶沟一线，轴向近NS向，两翼地层倾角5°〜12°，轴部出露地层上石盒子组下段。区内延伸长1400m。(5»5背斜：位于柳叶沟南，轴向近EW向，两翼岩层，倾角5°~7°,轴部出露地层为下石盒子组卜段，区内延伸长650m。(6)S6向斜：位于董家沟、杨家沟一线，轴向近EW向，两翼岩层倾角5°~8°,轴部出露地层主要为上石盒子组下段，局部出露下石盒子组。区内延伸长2240m。(7)S7背斜：位于内峪则北、平家庄一线，轴向由NE折向近EW向，两翼地层倾角5°〜8°,轴部出露地层主要为上石盒子组下段，区内延伸长2250m。(8)S8向斜：位于鲍寨村东、内峪则、外峪则北一线，轴向由NE折向近EW向，两翼地层倾角5〜10°,轴部出露地层主要为上石盒子组下段，区内延伸长2500m。(9)S1,背斜：位于鲍寨村西，轴向NW,两翼地层倾角5°~8°,轴部出露上石盒子组下段地层，区内延伸长1400m。(lO)Sio向斜：位于鲍寨村南，为一隐伏向斜，轴向近EW向，两翼地层倾角5°〜8°,区内延伸长600m。(ll)Sn背斜：位于鲍寨村南，为一隐伏背斜，轴句近EW向，区内延伸长1400m。

55以上褶曲已由3号煤层开采资料揭露。2)断层(1)庄头正断层位于矿区西部庄头村、马户、董家沟一线，走向N7°~14°E,倾向NW,倾角75°,断距由南向北逐渐增大，为120〜200m。该断层中在井田内北端、南端均为陷伏断层，中端出露较好，井田内延伸长约7000m。(2)慈林山正断层位于矿区北部庄头村东、龙塘村西，为井田北部西边界，走向N50°E,倾NW,倾角75°,区内延伸长3000m,最大断距50m。(3)反坡正断层位于矿区东部，杨家沟村东，为一隐伏正断层，走向N5°E,倾向NW,倾角75°,延伸长约1000m,断距20m。该断层由3号煤层采掘资料揭露。(7)Fi断层位于井田西南部，为一隐伏正断层，走向N20°W,倾向NE,倾角75°,区内延伸长350m,断距47.94m,由CL-1号钻孔控制。3)陷落柱在井田内见21个小型陷落柱，详见表2-5-1。根据本矿井勘探地质报告，井田内构造属简单类。3^采高在一定地质条件下，采高是影响上覆岩层破坏状况的重要因素之一。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，采越高大的工作面中矿压显现也越严重。而本矿井首采9号煤层为薄煤层，9号煤一次采全高综采工作面平均采高为1.27m。因

56此其矿压显现规律较大采高综采工作面相对较弱。

57表2-5-1陷落柱特征一览表序号平面形态立面形态9号煤层处长短轴(m)控制情况查明程度1椭圆形倒漏斗形100x70由3号煤揭露推断较可靠2椭圆形倒漏斗形200x170由3号煤揭露推断较可靠3椭圆形倒漏斗形100x85由3号煤揭露推断较可靠4椭圆形倒漏斗形90x75由3号煤揭露推断较可靠5椭圆形倒漏斗形85x75由3号煤揭露推断较可靠6椭圆形倒漏斗形95x65由3号煤揭露推断较可靠7椭圆形倒漏斗形100x80由3号煤揭露推断较可靠8似圆形倒漏斗形70x60由3号煤揭露推断较可靠9椭圆形倒漏斗形160x90由3号煤揭露推断较可靠10似圆形倒漏斗形75x75由3号煤揭露推断较可靠11椭圆形倒漏斗形165x125由3号煤揭露推断较可靠12椭圆形倒漏斗形135x95由3号煤揭露推断较可靠13椭圆形倒漏斗形120x100由3号煤揭露推断较可靠14似圆形倒漏斗形85x80由3号煤揭露推断较可靠15椭圆形倒漏斗形350x220由3号煤揭露推断较可靠16椭圆形倒漏斗形130x100由3号煤揭露推断较可靠17似圆形倒漏斗形85x85由3号煤揭露推断较可靠18似圆形倒漏斗形95x85由3号煤揭露推断较可靠19椭圆形倒漏斗形160x110由3号煤揭露推断较可靠20似圆形倒漏斗形85x80由3号煤揭露推断较可靠21似圆形倒漏斗形85x85由3号煤揭露推断较可靠4、工作面推进速度工作面推进速度对顶板下沉量的影响，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。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“

58煤壁一工作面支架一采空区已冒落的研石”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。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理论上说，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。5、开采深度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针对不同地质条件则不尽相同。由于本矿井9、15号煤层埋敏较浅，开采深度对回采工作面顶板压力大小的影响并不突出，因而对矿山压力显现的影响也不明显，。6、煤层倾角根据大量实际观测证明，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。本井田煤层属缓倾斜煤层，故顶板下沉量相对大。同时上覆岩层作用于层面的垂直压力（支架所受的压力）较大。（-）一般顶板冒落灾害的防治措施及装备1、回采工作面顶板管理方法选择

59回采工作面的顶板管理方法选用全部垮落法管理。2、工作面液压支架的选择根据矿井的煤层地质条件，按倍数岩重法计算液压支架的支护强度，公式如下：P=1000XNXMXyX9.8X10-6=1000X7X1.27X2.6X9.8X10-6=O.23MPa式中：P一一支架支护强度，MPa；N一一与煤层顶底板分类相关系数，取7；M煤层采高，1.27m；Y顶板岩石容重，2.6t/m\根据以上计算，设计选用ZY28OO/85/19型液压支架，该支架支护高度0.85-1.9m,支护强度0.46MPa.3、顶板冒落灾害的防治措施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。采煤工作面应采取以下措施保障安全生产：1）采煤工作面必须经常保持两个以上畅通安全出口，工作面与工作面进、回风巷道衔接处20m范围内，采用单体液压支柱加较接顶梁的超前支护方式。2）采煤工作面必须按照作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。支架必须架设牢固，初撑力符合《煤矿安全规程》规定。3）工作面顶底板条件较差、过煤柱或冒顶区以及托伪顶开采时，必须根据具体情况，制定安全措施，报矿主管领导批准。4）严格执行敲帮问顶制度，片帮、冒顶要及时处理。5）采煤工作面初采及收尾设备回撤时，须制定安全措施。6）在工作面采空区，顶板悬空不落距离超过作业规程规定时，要采取强制放顶措施。

607）加强对工作面顶板显现规律的观测，设计配备了矿压观测仪器仪表，为加强顶板管理，预防顶板事故发生提供依据。掘进工作面应采取以下措施保障安全生产：1、掘进工作面在掘施工前均要认真编制作业规程，确定合理的巷道支护方式，有效控制顶板。2、井下所有人员必须时刻注意工作面顶板变化情况，特别是安检员要重点检查工作面的顶板状况，发现不安全隐患时，要立即汇报矿调度室和安全调度台并采取措施或下令停工撤人。3、加强工程质量管理，搞好质量标准化，提高优良品率。4、坚持矿压观测与顶板监控、分析，掌握顶板活动规律，及时采取相应措施。5、掘进工作面的顶板管理要严格执行敲帮问顶制度，不准空顶作业，工作面必须使用临时支护。6、掘进工作面如遇地质构造、顶板破碎、压力较大、巷道开口、贯通、开帮挑顶、架设抬棚等零星工程时，要制定顶板管理安全技术措施。二、问题及建议建议建设单位在揭露煤层后，委托有资质部门进行围岩力学测试，并根据测试结果对巷道支护方式进行专项设计。第六节井下主要碉室一、井下主要碉室1、井底车场为使9号煤层尽快投产，设计在井筒延深到9号煤层时，开凿9号煤层简易中部车场；在15号煤层布置下部平车场。考虑到本矿井9、15号煤层无煤与瓦斯突出危险及冲击地压、煤层不易自燃，参照相邻矿井实际情况，设计井底车场巷道基本沿煤层布置，井底车场特征如下：(1)井底车场形式的选择9号煤中部车场采用甩车场形式，15号煤井底车场采用平车场形式，车场内铺轨采用38kg/m,900mm轨距。(2)井底车场长度根据辅助运输方式和辅助运输量，确定井底车场重、空车线及调车线的长度各为50mo(3)调车方式

61根据车场布置及运输量，确定采用调度绞车调车。2、9号煤煤仓及给煤机闹室根据提升系统及井底煤仓容量要求，确定9号煤煤仓上口标高为+872m,煤仓下口装载巷底板标高为+841m,煤仓高度为28m左右，净直径为6.0m,有效容量约600to3、主井井底清理撒煤嗣室主斜井底部设置清理撒煤胴室，并通过清理撒煤斜巷与副斜井井底车场联通。4、井底水仓本矿井的正常涌水量为200m3/h,主水仓有效容量按8h正常涌水量考虑，水仓需要的有效容积为8X200=1600n?。设计水仓净断面积7.6m2,有效断面按80%计算,水仓长度为264m,根据平面布置，设计实际长度为300m,实际有效容积为1824m：5、在15号煤井底车场布置有主变电所、主排水泵房；在9号煤中部车场附近布置消防材料库、爆炸材料发放碉室、盘区变电所等。在辅助水平开采期间，15号煤车场及胴室利用15号煤与9号煤的联络巷进行通风，15号煤生产期间在15号煤井底车场增设15号煤井下消防材料库。6、防水闸门本矿井9、15号煤层水文地质条件简单，因此井下不设防水闸门。二、井底车场巷道及碉室支护方式、通风方式井底车场及巷道支护形式参照相邻类似地质条件矿井的支护形式，采用工程类比法确定。井底车场巷道、清理撒煤碉室、盘区变电所支护以锚网喷为主，井下主排水泵房、主变电所、水仓及爆炸材料发放碉室采用混凝土砌磴支护。井底车场主要胴室需要独立通风的有爆炸材料发放胴室及盘区变电所。第七节井上、下爆炸材料库一、地面爆炸材料库本矿井不设地面爆炸材料库。二、井下爆炸材料发放碉室矿井水平延深后，根据需要在9号煤井底车场附近设爆炸材料发放胴室，洞室距离大巷法线距离25m,设有独立通风系统。井下爆炸材料发放碉室专人看管，设电话分机。

62（一）安全防范措施1、发放胴室爆炸材料的贮存量不得超过Id的供应量，其中炸药量不得超过400kgo2、炸药和电雷管必须分开贮存，并用240mm厚的砖墙或混凝土墙隔开。3、发放嗣室设有单独的发放间，发放嗣室出口处设有1道能自动关闭的抗冲击波活门。4、爆炸材料发放嗣室不设固定式照明设备，进入爆炸材料库使用带绝缘套的矿灯。5、井上、下接触爆炸材料的人员，必须穿棉布或抗静电衣服。6、必须建立爆炸材料领退制度、电雷管编号制度和爆炸材料丢失处理办法。7、电雷管（包括清退入库的电雷管）在发给爆破工前，必须用电雷管检测仪逐个做全电阻检查，并将脚线扭结成短路。严禁发放电阻不合格的电雷管。10、必须按民用爆炸物品管理条例的规定，建立爆炸材料销毁制度。（二）爆炸器材入井、运送安全措施1、从地面爆炸材料库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）装有爆炸材料的列车，不得运送其它物品和工具。3）交接班、人员上下井时间内，严禁运送爆炸材料。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，炸药应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。第八节安全出口按照《煤矿安全规程》一个矿井至少要有两个安全出口的规定，本矿井移交生产时共有主斜井、副斜井、回风斜井三个安全出口，当井下发生安全事故时，可通过上述三个安全出口逃生。作为矿井安全出口的三条井筒内的台阶扶手必须保持完好状态。另外9号煤三条大巷可作为盘区的安全出口，工作面进、回风巷可作为工作面的安全出口。根据开拓布置和开采计划，矿井开采至井田南部时，距离回风井井底达4km,

63考虑到此距离较远，为提高矿井的抗灾能力，在井田南部边界处增设一安全出口。主斜井、副斜井井口间距离为49m,主斜井与回风斜井井口间距离为1217m,回风斜井井口与井田南部边界安全出口距离为4.03km。第九节矿山压力及地质测量类仪表、设备配置本矿井为生产矿井，本次延深开采下组煤层利用矿井原有安全设备，不足部分考虑新增，主要新增矿山压力及地质测量类仪表、设备见表2-87。

64表2-8-1矿井新增矿山压力及地质测量类仪表、设备表序号设备器材名称型号甲位数M备注1双针耐震压力表BZY-80/60盒202单体柱压力检测仪DCY-60个23液压支架压力下缩自记仪YSZ-1介454液压枕YZ系列个105综采顶板检测系统ZDYJ-1台16顶底板比压仪DB3200台37乳化液浓度计WYT-15个58圆图压力记录仪YTL-60台459激光经纬仪J2-JD台110光学经纬仪DJK-6乙211水准仪DS3-2八212中短程红外线测距仪DCH-2113激光指向仪JZB-1台414平板仪PG3-X2台115矿山挂罗盘KL-100个116顶板离层仪ZKBY-31

65第三章瓦斯灾害防治第一节瓦斯灾害因素分析一、瓦斯赋存状况根据本井田9、15号煤勘探地质报告，施工用解吸法采取9号煤层瓦斯样6个，15号煤层瓦斯样6个。本区9、15号煤层甲烷含量低，瓦斯成分均以氮气为主，重煌微量，瓦斯分带为氮气一甲烷带和二氧化碳一氮气带。据本区9号、15号煤层瓦斯含量与成分测定结果统计煤层甲烷含量低，煤层瓦斯成分均以氮气为主，本矿井为低瓦斯矿井。本区9号、15号煤层瓦斯含量低，煤层埋藏深度、断裂构造是控制本井田瓦斯含量的主要因素，这是由于煤层埋臧浅，煤层本身及围岩透气性增大，不利于瓦斯的聚集和保存。各煤层甲烷含量、瓦斯成分测定结果见表表3-1-1各煤层甲烷含量、瓦斯成分测定结果表煤层编号统计点数甲烷含量ml/g（干燥无灰基）瓦斯成分CHiCO2(%)N2(%)C2-C8(%)960.03-0.781.29~44.202.09-40.5515.25~84.5764.970.000〜0.3020.7680.3419.8515.101560.1-1.330.00~21.942.68-27.5752.43~90.9871.910.000〜0.8720.2090.4610.6517.24建议建设单位在井筒延深揭露煤层后，尽快委托国家授权的有资质的单位进行本矿井瓦斯等级鉴定工作。二、瓦斯涌出量预测及变化规律分析根据本井田9、15号煤勘探地质报告，设计采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测。由于矿井初期开采9号煤，后期开采15号煤，所以设计对矿井开采初、后期的矿井瓦斯涌出量分别进行预测。1、回采工作面瓦斯涌出量计算q来=4+42式中q«—回采工作面相对瓦斯涌出量,m/t；

66qi一开采层相对瓦斯涌出量，m3t；q2—邻近层相对瓦斯涌出量，m%；1)开采层相对瓦斯涌出量计算M式中跖一围岩瓦斯涌出系数，取1.3；L—工作面丢煤瓦斯涌出系数，9号煤回采工作面回采率为97%,所以9号煤取K2=1/0.97=1.03,15号煤回采工作面回采率为95%,所以9号煤取K2=1/0.95=1.05；K3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，K3=(L-2h)/LL—工作面长度，L=150m；h—掘进巷道预排等值宽度，无烟煤、贫煤取10m；K3=(150-2x10)/150=0.87；m—开采层厚度，9号煤取m=1.27m,15号煤取m=3.50m;M—工作面采高，9号煤取m=1.27m,15号煤取m=3.50m;Wo—煤层原始瓦斯含量，9号煤取W()=0.34m%,15号煤取W°=0.46m%；Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，因0.34m%<10m%,0.46m%<10mVt所以9号煤：Wc=10.385e-7-207/Wo=lO.385e7-207/0.34=0.023m%；15号煤：Wc=10.385e-7-207/W()=10.385e-7-207/0.46=0.017m^；9号煤：qi=1,3x1,03xO.87x(1.27/1.27)x(0.34-0.023)=0.37m%15号煤:qi=1.3x1.05x0.87x(3.5/3.5)x(0.46-0.017)=0.53m%2)邻近层相对瓦斯涌出量计算%-叱,)•普式中mi—第i个邻近层煤层厚度，m;M—工作面采高，9号煤取m=1.27m,15号煤取m=3.50m;中一第i个邻近层瓦斯排放率，%;

67Woi—第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，计算时分别参考9号煤和15号煤，9号煤取Wo=O.34m%,15号煤取Wo=O.46m%；Wb-第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，9号煤取W°=0.023m%,15号煤取W()=0.017m/t；经计算，9号煤和15号煤邻近层相对瓦斯涌出量分别为0.49m3/t和O.2Om3/t,计算结果分别见表3-1-2、表3-1-3。由于开采15号煤时，9号煤层已经开采结束，15号煤其邻近层相对瓦斯涌出量会有所减少，设计取其邻近层相对瓦斯涌出量的50%,所以15号煤邻近层相对瓦斯涌出量为0.10m3/to根据以上计算，9号煤回采工作面相对瓦斯涌出量：q采=0.37+0.49=0.860?/315号煤回采工作面相对瓦斯涌出量：q采=0.53+0.10=0.63m%。表3-1-29号煤邻近层相对瓦斯涌出量计算结果表邻近层类型邻近层编号邻近层参数开采高度(m)H(%)相对瓦斯涌出量(m3/t)煤层厚度(m)瓦斯含量(m3/t)残存瓦斯含量(m3/t)距开采层距离(m)上邻近层50.130.340.02333.471.27680.0270.2821.731.27730.058-10.1812.921.27900.048-20.428.871.27900.09下邻近层110.140.460.01715.511.27520.0312-10.1322.21.27370.0212-20.1024.251.27220.01130.1529.471.27200.01140.7339.221.27160.04153.5041.391.27150.18合计0.49表3-1-315号煤邻近层相对瓦斯涌出量计算结果表邻近层类型邻近层编号邻近层参数高度(m)n(%)相对瓦斯涌出量(m3/t)煤层厚度(m)瓦斯含量(m3/t)残存瓦斯含量(m3/t)距开采层距离(m)上邻近层91.270.340.02341.393.5570.07110.140.460.01725.883.5680.0112-10.1319.903.5850.01

6812-20.1017.143.5860.01130.1511.923.5900.02140.732.173.5900.08合计0.202、掘进工作面瓦斯涌出量计算4掘=-3+『4式中qa—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m%nin；q3—掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m%nin；q4—掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m%nin；1)掘进巷道煤壁瓦斯涌出量计算%=。7・劭・2J--1IJ式中D—巷道断面内暴露煤壁面的长度，9号煤取D=2xl.27=2.54m,15号煤取D=2x3.5=7m,V—巷道平均掘进速度，V=0.0069m/min(月进尺按300m幡)；L—巷道长度，9号煤取L=2107m,15号煤取L=767m；q()—煤壁瓦斯涌出强度，m3/m2min；qo=O.O26[O.OOO4(Vr)2+O.16]/WoV「一煤中挥发分含量，9号煤为12.98%,15号煤为14.93%；9号煤：q()=0.0174m3/m2min15号煤：q()=0.0191m3/m2-min

69经计算，各煤层掘进巷道煤壁瓦斯涌出量分别为：9号煤：q3=0.337m/hiin15号煤：q3=0.614m^min2)掘进落煤的瓦斯涌出量计算心=S・”•(%-%)式中S-掘进巷道断面积，取11.2m2；Y—煤的密度，9号煤取1.42t/m3,15号煤取1.49t/m3；9号煤：q4=0.035m%nin15号煤：q4=0.051m%nin经计算，各煤层掘进工作面瓦斯涌出量分别为：9号煤：q蜘=0.337+0.035=0.372m%nin15号煤：q挪=0.614+0.051=0.665m%nin3、生产采区瓦斯涌出量_门_4采,A+144。2>购i=l力。式中q|x—生产采区相对瓦斯涌出量，m%；K一生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.25；q*i—第i个回采工作面相对瓦斯涌出量,9号煤取0.86m%,15号煤取0.63m%；A—第i个回采工作面的日产量，取570000/330=1727t；qM—第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，9号煤共配备有3个掘进工作面，每个掘进工作面均取0.372m%nin,15号煤共配备有4个掘进工作面，每个掘进工作面均取0.665m%nin；A—生产采区平均日产量，取1909t；计算得出开采各煤层时生产采区瓦斯涌出量分别为：9号煤：qi*=1.25x(0.86x1727+1440x(0.372x3))/1909=2.02m%

7015号煤:q区=1.25x(0.63xl727+1440x(0.665x4))/1909=3.22m%4、矿井瓦斯涌出量式中q#—矿井相对瓦斯涌出量，m%；K”一已采采空区瓦斯涌出系数，取1.25；q栗i—第i个生产采区相对瓦斯涌出量，9号煤取2.02m%,15号煤取3.22m%；Aoi—第i个生产采区平均日产量，取1909t；经计算得出开采各煤层时的矿井瓦斯涌出量分别为：9号煤：q井=1.25x2.02=2.53m%15号煤：q#=1.25x3.22=4.03m%矿井瓦斯涌出量预测的基础资料来源于山西省煤炭地质114勘察院2006年12月提交的《山西潞安矿业集团慈林山煤业有限公司9、15号煤层勘探地质报告》，该报告对9、15号煤层的瓦斯成分、含量及影响因素进行了详细的了解。根据预测结果可知，本矿井瓦斯涌出量相对较小，但是随着开采水平的延深和开采工作面接续，建议矿方加强对矿井瓦斯赋存情况勘查工作，为矿井治理瓦斯提供更为准确的基础性资料。第二节防爆措施一、防止瓦斯积存的措施本矿井采用通风方法来解决瓦斯问题，设计了稳定、可靠的通风系统，保证井下各作业地点有足够的风量和合适的风速，并在矿井风量计算时考虑瓦斯增加的可能并留有一定的富裕量。本矿井回采工作面装备为一次采全高综合机械化采煤，随着开采强度的增大，工作面瓦斯涌出量也会增大。设计在考虑合适风速的前提下为工作面分配了足够的风量，对瓦斯容易积存的工作面上隅角，采用挡风帘导风稀释上隅角瓦斯浓度。井下巷道基本沿煤层布置，因此对掘进工作面瓦斯涌出也应引起足够重视，设计配备了大功率局部扇风机，保证掘进工作面风量要求。生产中严格通风设施的维修管理，尽量控制和减少各种漏风。防止瓦斯积聚的主要措施有：

711、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工、安全监测工下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪或数字式瓦斯检测报警矿灯。瓦斯检查工必须携带便携式甲烷检测报警仪和光学甲烷检测仪。2、矿井总回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过0.70%时，必须查明原因，进行处理。3、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，采取措施，进行处理。4、采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。采掘工作面及其它作业地点风流中、电动机及其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。采掘工作面及其它巷道内，体积大于0.5m*的空间积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m以内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时,方可通电开动。5、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。矿井必须有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，证实无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度符合安全规程规定时，方可开启。临时停工的地点，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿调度室报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%或其它有害气体浓度超过安全规程规定不能立即处理时，必须在24h内封闭完毕。恢复已封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时，必须事先排除其中积聚的瓦斯。排除瓦斯工作必须撰写安全技术措施。严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。6、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%或最高二氧化碳浓度不超过1.5%,且符合安全规程中开启局部通风机的条

72件时，方可人工开启通风机，恢复正常通风。停风区中瓦斯浓度超过1.0%或最高二氧化碳浓度超过1.5%,最高瓦斯浓度和最高二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须制定安全排瓦斯措施，报矿技术负责人批准。在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%,且采区回风系统中必须停电撤人，其它地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。只有恢复通风的巷道中瓦斯浓度不超过L0%或二氧化碳浓度不超过1.5%时，方可人工恢复局部通风机供风巷道内电气设备的供电和采区回风系统内的供电。7、坚持瓦斯排放制度（1）使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源。按排放级别排放瓦斯，并严格执行《煤矿安全规程》第129条、141条规定。（2）实行瓦斯排放制度，严禁“一风吹”，即用局部通风机全部供风量，不管排出瓦斯浓度，一次排出全部积存瓦斯的方法。（3）巷道或工作面排放瓦斯后，在瓦斯浓度符合规定情况下，采用由外向里逐级送电的措施，恢复用电设备电源。8、加强盲巷的管理（1）对盲巷及时密闭，采煤工作面回采结束后，必须在45d内进行永久性封闭。（2）排放已封闭巷道内的瓦斯时（不包括联通采空区），巷道口栅栏处瓦斯浓度超过3%时，由通风部门提出书面措施经矿技术负责人批准，由矿通风部门的领导现场指挥进行排放。(3)启封密闭排除封闭区、情况不明的巷道、联通已采区、老空区、火区等处的瓦斯时，由矿提出书面措施报煤矿企业集团(公司)、县级以上安全生产监督管理机构审批，由矿技术负责人组织人员现场指挥，矿山救护队协助排放。9、采用集中监测监控和个体监测相结合的方法，设置矿井安全监测监控系统，配备相应的便携式个体瓦斯监测仪。二、控制和消除引爆火源

731、电气防爆措施在井底车场、主要进风巷的高低压电气设备均选用矿用防爆型设备，照明灯具选用矿用防爆型设备，通信、自动化装置选用矿用防爆型设备兼本安型设备；在工作面、回风道等井下其它地点选用矿用隔爆型设备。井下电缆均选用符合MT818标准的矿用电缆。井下电气设备均选用具有“煤矿矿用产品安全标志”MA的产品。井下主变电所和采区变电所6kV配电装置选用PBG49-6型矿用隔爆型高压真空配电装置，660V低压配电设备选用型带选择性漏电保护的矿用隔爆真空馈电开关，井下变压器选用KBSG2型矿用隔爆型干式变压器。工作面、综掘工作面、普掘工作面采用KBSGZY2型矿用隔爆型移动变电站供电，采煤机、掘进机配备有专用的机载瓦斯断电仪，照明灯具采用DGS-20/127V20W矿用隔爆型节能荧光灯；采煤工作面采用KBY-62型自移支架隔爆型荧光灯照明。通信设备选用矿用防爆兼本安型。电动机及其他所有电器设备选用防爆型。2、防止电火花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。矿灯应保持完好，如果有亮度不够、电线破损、灯锁不良、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；凡井下通信、信号和控制等装置均采用隔爆兼本质安全型。井下固定照明灯具选用DGS-20/127V20W隔爆型防水钠灯，采煤工作面采用KBY-62型自移支架隔爆型荧光灯照明。为保证井下照明安全，选用保护齐全的矿用隔爆照明变压器综合保护装置供给127V照明电源。照明线网采用三相三线制，照明负荷均衡地分配在三相上。电压在36V以上和电气设备的金属外壳、构架，铠装电缆的钢带（或钢丝）、铅皮或屏蔽护套等设保护接地。电气设备的保护接地装置（包括电缆的铠装、铅皮、接地芯线）和局部接地装置，均与主接地极连接成1个总接地网。接地网上任一保护接地点的接地电阻值不超过2。。井下所有防爆电气设备，不得带电检修、搬迁。三、地面储、装、运等辅助生产系统防爆措施主井生产系统的卸料转载点，设计采用密封措施，在转载点设置封闭式溜槽，以避免煤尘飞扬；并设置喷雾洒水装置，洒水灭尘。副井生产系统中松散物料均在车厢内运输，且无转载环节，可以在车厢上设置防尘罩。

74原煤准备系统等有煤尘或瓦斯聚集地点的电气设备均采用防爆型电气设备。第三节隔爆措施见第五章第六节。第四节瓦斯抽采根据本井田9、15号煤勘探地质报告，设计采用分源预测法对本矿井的矿井瓦斯涌出量进行预测。通过预测，开采9号煤时，矿井瓦斯涌出量为2.53m%,开采15号煤时，矿井瓦斯涌出量为4.03m%。根据瓦斯涌出量预测结果，矿井瓦斯可以通过通风方法解决，故本矿井不进行瓦斯抽采。第五节矿井瓦斯及其它气体检测仪器、设备配置根据《煤矿安全规程》的要求，在原有基础上瓦斯及其它气体检测设备进行补充，以满足矿井水平延深后安全生产的需要。新增设备和仪器型号详见表3-5-1。

75表3-5-1矿井新增主要瓦斯及其它气体检测设备表序号设备器材名称型号单位数量备注1光学瓦斯检定器GWJ-1A102光学瓦斯检定器GWJ-2台13瓦斯检定器校正仪GJX-2台14便携式光学甲烷检测仪AQG-1价105甲烷、氧气两参数检测仪CZ4/25(A)台26一氧化碳检定器MYJ-117气体仪表校准仪BGD-1套2

76第四章矿井通风第一节通风系统一、通风方法及通风方式慈林山矿井目前采用中央分列式通风，主斜井、副立井和马户排阡斜井进风，回风斜井回风。根据矿井开拓布置及井筒布置形式，为充分利用现有设施，便于水平延深和接续,矿井水平延深到15号煤层后，矿井通系统仍维持现有中央分列抽出式通风，其中主斜井、副斜井进风，回风斜井回风，矿井生产后期在井田南部边界另设安全出口。抽出式通风具有漏风量小，通风管理简单，既有利于对瓦斯的管理，又适应于井田走向长，开采面积大的矿井，故矿井通风方法采用抽出式。二、井筒数目、位置、服务范围及时间矿井现有四个井筒，主斜井、副立井、进风斜井和回风斜井。根据确定的开拓延深方案，新开凿主斜井到15号煤，矿井原有主斜井直接延深到15号煤作为副斜井，原副立井及进风斜井不再使用（下组煤投产前关闭这两个井筒），原回风斜井仍担负矿井回风任务。因此矿井延深后共有三个井筒，其中主斜井和副斜井位于矿井工业场地，回风斜井位于马户风井工业场地，三个井筒均服务于全矿井。通风系统及通风网络图见附图CA1658-171-1,CA1658-171-20第二节矿井风量、风压及等积孔一、矿井风量计算矿井风量与瓦斯涌出量、煤层开采强度、采掘工作面数量有直接关系。矿井达到设计生产能力时，全矿井共布置一个薄煤层综采工作面、一个综掘工作面和二个普掘工作面。矿井风量采用按井下同时工作的最多人数和分别计算法计算。1、按井下同时工作的最多人数计算Q=4NK=4x75xl.2=360m:>min式中Q—矿井所需风量，m%nin；

77N-井下同时工作的最多人数，75人；K—风量备用系数，取1.2。2、分别计算法矿井总风量按回采、掘进、胴室及其它用风地点实际需要风量之和进行计算，其计算公式如下：Q『=(EQ采+ZQ揪+ZQ阚+ZQ其它)xK漏式中Q矿一矿井风量，mVs；ZQ采一回采工作面总配风量，m3/sZQ掘一掘进工作面总配风量，m3/sZQ附一独立通风胴室总配风量，m3/sZQ典片其它用风地点总配风量，m3/sK温一矿井通风系数，取1.21)矿井初期风量：(1)采煤工作面风量确定矿井延深后，初期开采9号煤，全矿井共配备一个薄煤层综采工作面，由于煤层较薄、瓦斯含量较小，回采工作面的瓦斯涌出量也较小，故回采工作面的配风主要按创造良好的工作条件以及保证巷道内最低风速的要求来确定。a、按采煤工作面同时工作的最多人数计算Q栗=4N乘=4X25=100(n?/min)式中Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；N来——采煤工作面同时左右的最多人数，取25人。b、按采煤工作面气温与风速的关系计算Q来=60V乘S来K=60X1.0X7.0X1.3=546(m3/min)式中V米采煤工作面适宜风速，取1.0m/s；S采——采煤工作面平均有效断面积，取7.0m2；Ki——采煤工作面的长度系数，取1.3。C、按气象条件计算Q*=Q*本K来而kK来庖K泡=226.8X1.3X1.0X1.0=294.8m3/min

78式中Q——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min,Q外=60X工作面捽顶距X工作面实际采高义70%X适宜风速=60X4.5X1.2X70%X1.0=226.8m%in；K对长——采煤工作面长度调整系数，取1.3；K采商采煤工作面采高调整系数，取1.0；K温——采煤工作面温度与对应风速调整系数，取1.0;d、按瓦斯涌出量计算Q«=1OOQch4Kd式中Q«回采工作面风量,m3/min；Qch4回采工作面绝对瓦斯涌出量，计算取0.86m3/min,；Kd——回采工作面备用风量系数，取1.5。Q来=1OOQch4Kd=100X0.86X1.5=129m%in根据上述计算，确定9号煤采煤工作面配风量为600m3/min,即10n?/s。e、验算工作面风速V栗=Q来/S米=10/7=1.43(m/s)式中Q来一采煤工作面配风量，m3/s；S采一采煤工作面平均有效断面积，9号煤取7.0H?；0.25m/s

79式中Q掘一掘进工作面风量，m3/min；Qch4—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，取0.372n?/min,Kd—掘进工作面备用风量系数，取1.5、2.0。综掘工作面：Q掘=1OOQch4Kd=100x0.372x1.5=55,8m3/min普掘工作面：Q掘=1OOQch4Kd=100x0.372x2.0—74.4m1/minb、按一次爆破炸药量计算Q掘=25A加=25x4=100m3/min式中A1M——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，4kg。c、按掘进工作面同时作业的最多人数计算Q抑=4N如=4x15=60m3/min式中N«一掘进工作面最多人数，取15人。d、按局部通风机实际吸风量计算岩巷掘进Qfr—QtxI+eOxO.lSS煤巷掘进QM=QfXl+60x0.25S式中Qt—局部通风机额定风量，m'/min,综掘面取350m'/min；普掘面取230m'/min。1一掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1;经计算，综掘工作面风量为530m3/min,取整为9m3/s；普掘工作面风量为347m,/min,取整为6m%。EQ#<=Ix9+2x6=21m3/soe、风速进行验算按《煤矿安全规程》规定，半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：0.25xSj

80式中Sj—掘进工作面巷道过风断面，m\工作面过风断面7.5〜11.20?。经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合《煤矿安全规程》的规定。(3)通风碉室配风井下独立通风胴室有爆破材料发放胴室及盘区变电所，侗室配风量均为3.0m3/soEQ附=2x3=601%。(4)其它巷道配风其它巷道配风的配风量按上述配风量的10%取值，经计算其它地点总的配风量为：SQ^=(10+15+21+6)X0.1=5.2m3/so其它巷道配风量取整为6m3/s。故初期配风量为：Q=(£Q栗+XQ捆+£Q硼+EQk他)K通=(25+21+6+6)X1.2=69.6m3/So根据以上计算，矿井后期风量设计取70m3/s。2)矿井后期风量(1)采煤工作面风量确定矿井后期开采15号煤时，配备1个综采工作面，由于15煤煤层厚度较9煤有所增加，故回采工作面的配风量还是按创造良好的工作条件以及保证巷道内最低风速的要求来确定。a、按采煤工作面同时工作的最多人数计算Q呆=4N栗=4X25=100(n?/min)式中Q来采煤工作面需要风量，m3/min；N米——采煤工作面同时左右的最多人数，取25人。b、按采煤工作面气温与风速的关系计算Q来=60V来S来K=60义1.0X14.0X1.3=1092(0?/min)式中v采——采煤工作面适宜风速，取1.0m/s；S来——采煤工作面平均有效断面积，取14.0m2；——采煤工作面的长度系数，取1.3。

81c、按气象条件计算Q采=Q睁K.rK对K温=567X1.3X1.5X1.0=1105.6(m3/min)式中Q群——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min,Q侬本=60X工作面控顶距X工作面实际采高X70%义适宜风速=60X4.5X3.0X70%X1.0=567.0(m3/min)；；Km长——采煤工作面长度调整系数，取1.3；K布——采煤工作面采高调整系数，取1.5；K温——采煤工作面温度与对应风速调整系数，取1.0；d、按瓦斯涌出量计算Q来=1OOQch4Kd式中Q乘回采工作面风量,m3/min；Qch4回采工作面绝对瓦斯涌出量，计算取0.63m3/min,；Kd——回采工作面备用风量系数，取1.5。Q来=1OOQch4Kd=100X0.63X1,5=94.5m>min根据上述计算，确定15号煤采煤工作面配风量为1200m3/min,即20m%。e、验算工作面风速V来i=Q/S米=20/14=1.43(m/s)式中Q采一采煤工作面配风量,m3/s；S来一采煤工作面平均有效断面积，15号煤取14.0m2；0.25m/s

82(3)通风胴室配风井下通风碉室有爆破材料发放胴室、盘区变电所，以上洞室配风量均为3.0m3/s。£Q

83表4-2-1矿井用风点设计配风量表煤层主要用风点需风量(m3/min)设计配风量(n?/min)3号煤层回收煤柱与设备回撤6006009号煤层回采工作面546600备用工作面273300工作面运输巷掘进530540工作面回风巷掘进3473609煤南翼轨道大巷掘进347360爆炸材料发放碉室180180盘区变电所18018015节煤层回采工作面11061200备用工作面553600工作面运输巷掘进530540工作面回风巷掘进53054015煤楔;|拭输场庆撕进34736015煤南翼轨道大巷347360爆炸材料发放洞室180180盘区变电所180180二、矿井通风负压矿井通风总阻力等于矿井通风摩擦阻力与局部阻力之和，矿井通风摩擦阻力等于矿井最长通风线路中各井巷通风摩擦阻力之和，矿井局部阻力设计取矿井通风摩擦阻力的10%。各井巷的通风摩擦阻力采用下列公式计算：式中hi一各井巷的通风摩擦阻力，Pa；〜一各井巷的通风摩擦阻力系数，kg-s2/m4；L一各井巷的巷道长度，m；Pi—各井巷的巷道净周长，m；Qi—通过各井巷的风量，m3/s；Si—各井巷的巷道净断面积，m2o

84根据井田开拓布置，9号煤一盘区首采工作面回采时，通风距离最近，将此阶段作为矿井通风容易时期，9号煤四盘区开采至井田南部边界附近时通风距离最远，将此阶段（12a左右）作为矿井通风困难时期。矿井通风容易时期和矿井通风困难时期的矿井通风阻力计算路线结果见表4-2-2、表4-2-3。矿井通风阻力计算按回风斜井服务期间矿井通风容易时期和困难时期分别进行负压计算。经计算机对通风网络解算，矿井通风容易时期摩擦阻力为621.24Pa,矿井通风困难时期摩擦阻力为1295.87Pa。电算结果详见表4-24、表4-2-5。考虑局部阻力因素，设计取矿井通风摩擦阻力的10%,则全矿井总的通风阻力分别为：容易时期为h=687.37Pa；困难时期为h=1425.46Pa=由于本矿井地处高原，大气压力比较低，故需对矿井通风风压按下式进行调整：式中hi—高山地区矿井负压，Pa；pi—高山地区大气压力，89830.7Pa；L正常条件下矿井负压，Pao调整后的矿井通风阻力为：容易时期：770.57Pa；困难后期：1607.34Pa。根据计算，矿井在投产时期通风阻力最小，随着9煤工作面向井田边界搬迁，通风阻力逐渐增大。根据所选择的不同通风时期位置，绘出通风节点网络图分别见图4-2-1>图4-2-2。三、矿井通风等积孔矿井通风等积孔按下式计算：1.19xQ式中A-矿井通风等积孔，m2；Q一矿井风量，m3/s；

85h—矿井通风负压，Pao经计算，矿井各时期的通风等积孔分别为：容易时期3.00m2,困难时期为2.08m2o根据矿井通风阻力分类等级标准，本矿井通风容易及困难时期均属于通风容易矿井。表4-2-2矿井通风容易时期最小通风阻力路线计算结果表序号巷道名称支护形式喘阳毅始(kg•s7m*)周KP(m)长度L(m)断面积s(m2)风量Q(m)阻力h(Pa)风速V(n/s)1主斜井0.002315.432815.842.0051.02.6629煤行人进风通道锚网喷0.00111.7114.89.425.6710.42.7349煤大巷间联络巷锚网喷0.00115.149.415.314.040.40.925工作面运输联络巷锚网0.001215.159.215.316.080.81.056工作面运输巷锚网0.00121315359.510.0027.41.057回采工作面液压支架0.00311150610.0022.81.678工作面回风巷锚网0.00111.61513.27.910.0034.91.279工作面回风巷锚网0.00111.61187.924.0015.73.041()9煤南翼回风大巷锚网喷0.000812.36310.337.007.63.59119煤南翼回风大巷锚网喷0.000812.368.210.340.009.63.88129煤南翼回风大巷锚网喷0.000812.3153.110.352.0036.55.05139煤南翼回风大巷锚网喷0.000812.337.610.361.0012.35.92149煤南翼回风大巷锚网喷0.000812.3603.710.370.00261.16.8016回风斜井撕宜0.000813.3476.112.370.00130.75.69合计621.2

86表4-2-3矿井通风困难时期最大通风阻力路线计算结果表序号巷道名称护式支形摩擦阻力系数a(kg•s2/m1)用KP(m)长度L(m)断面积s(m2)风量Q(m)阻力h(Pa)风速v(m/s)1主斜井拱硝0.00215.432815.842.0011.62.6629煤行人进风通道锚网喷0.000611.7114.89.424.796.02.6439煤南翼带式输送机大巷锚网喷0.00115.1143.315.341.0010.02.6849煤南翼带式输送机大巷锚网喷0.000915.12453.215.336.00118.22.3559煤南翼带式输送机大巷锚网喷0.000915.12191.715.333.0088.82.166工作面运输巷锚网0.00081360.19.516.001.81.687工作面运输巷锚网0.0008131183.19.510.0014.11.058回采工作面液压支架0.00311150610.0022.91.679工作面回风巷锚网0.000711.61168.67.910.0018.91.2710工作面回风联络巷锚网0.000512.313.210.320.001.01.94119煤南翼回风大巷锚网啮0.000512.3153.710.353.0023.85.15129煤南翼回风大巷锚网喷0.000512.32164.610.359.00415.65.73139煤南翼回风大巷锚网喷0.000512.31406.510.362.00298.26.0214回风斜井锚网喷0.000512.3200.110.370.0054.16.8015回风斜井拱硝0.000513.327612.370.0051.55.69合计1295.9

87表4-2-4矿井通风容易时期负压电算结果表序号风量(m3/s)风速(m/s)净断面积(m2)节点负压(Pa)巷道风阻(如)巷道起点编号巷道末点编号128.002.710.552.50.066913242.002.715.851.00.02561538.000.810.53.10.047836420.001.612.38.90.0103312516.331.015.83.30.012557625.672.79.410.40.015851172.590.212.30.10.01176885.410.415.30.10.00346997.750.612.31.20.020678108.580.99.41.30.0171791110.350.812.30.90.00828101213.980.915.30.90.00449101324.332.012.35.60.009510231414.040.915.30.40.002211151518.611.215.31.30.00381117166.980.515.30.10.002212111713.021.1120.30.00161213185.000.412.31.40.03751314198.020.712.30.30.00421315208.000.810.382.40.040514192116.081.115.30.80.00301516225.990.512.30.20.00521520233.080.39.50.10.01181617243.000.215.30.30.034016182510.001.19.527.40.27361624

88续表4-2-4矿井通风容易时期负压电算结果表序号风量(m3/s)风速(m/s)净断面积(m2)节点负压(Pa)巷道风阻(如)巷道起点编号巷道末点编号2621.681.415.31.30.00271722273.000.310.30.10.00661814288.000.810.32.30.03591926293.000.212.399.80.01582021302.990.212.30.00.005320233113.001.310.31.50.008921273210.000.812.397.80.002722213311.680.815.33.00.02192228346.000.512.385.60.006323263521.321.712.34.50.009923293610.001.7622.80.227924253710.001.37.934.90.348825263824.003.07.915.70.027226273937.003.610.37.60.00562730402.680.212.30.10.00712832419.000.910.3162.30.00332834423.000.212.3104.30.004729304312.001.39.5113.90.02182931446.320.512.30.40.011029324540.003.910.39.60.006030314652.005.010.336.50.01353133479.001.17.9150.00.038732334861.005.910.312.30.003333344970.006.810.3261.10.053334355070.005.712.3130.70.028635365170.005.812-621.20.0024361

89表4-2-5矿井通风困难时期负压电算结果表序号风量(m3/s)风速(m/s)净断面积(m2)节点负压(Pa)巷道风阻(如)巷道起点编号巷道末点编号128.002.710.545.80.058413242.002.715.844.60.025615322.591.812.32.10.00413645.410.510.30.80.025938524.792.69.46.00.009757617.211.115.81.30.00445973.000.215.32.70.001567819.591.612.31.90.0049610941.003.415.310.00.0059717103.160.312.30.10.0075811112.250.212.30.00.0037812127.870.612.30.70.0121911139.341.09.40.70.00799121413.211.310.30.80.0045107156.390.512.30.10.002710141611.030.912.30.50.003811131711.590.815.30.50.003812131822.612.210.32.80.00561315193.390.312.30.00.00341415203.000.310.31136.70.026714162126.002.112.3157.80.23341523228.000.810.33.70.05791618235.000.510.31126.10.002817162436.002.415.3118.20.091217222570.006.810.354.10.01101819

90续表4-2-5矿井通风困难时期负压电算结果表序号风量(m3/s)风速(m/s)净断面积(m2)节点负压(Pa)巷道风阻(如)巷道起点编号巷道末点编号2670.005.712.351.50.010519202770.005.712.3-1295.90.00112012833.002.215.388.80.08152225293.000.310.3713.40.004022243016.001.312.33.80.015023273110.001.37.9244.10.016423343262.006.010.3298.20.077624183317.001.115.33.30.011425283416.001.79.51.80.006925353559.005.710.3415.60.11942624366.000.512.3227.50.003627293710.000.812.0228.30.00542731385.000.315.3168.20.007228293912.001.012.0172.80.004228324011.001.110.30.30.002729304111.001.110.30.50.003830314221.002.010.33.70.008531324333.003.210.39.20.008432334453.005.110.323.80.008533264520.001.910.31.00.00243433466.000.69.5207.30.006535264710.001.19.514.11.406835374810.001.37.918.90.188736344910.001.76.022.90.22923736

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92・葡ftS\51s490-Obi)y©——^€言Vs吧.©\G戏「sS<\s0-■1z丸」』当喇胤M)i司司XiW[Qa卡<—©RllIeS，£l*»;y|\5in岁'、,1炯]

93第三节掘进通风I、回采工作面采用后退式开采，全负压U型通风。工作面运输巷进风、工作面回风巷回风。2、掘进工作面采用局部压入式通风方式，选用KDF-6.3型对旋局部通风机供风。3、掘进工作面中的电器设备能够实现三专两闭锁和采用双风机双电源，当局部扇风机停止运转时，能立即切断局部扇风机供风巷道中的一切电源，并能实现备用风机和使用风机的自动切换，当使用风机故障时备用风机自动起动。4、局部通风机由指定人员负责管理，并实行挂牌制，其它人不准随意停开。煤矿要建立无计划停电停风台帐以及无计划停电停风管理制度。5、严禁使用3台以上局部通风机同时向1个掘进工作面供风；使用2台局部通风机向同一地点供风的，应能同时实现风电闭锁。6、局部通风机的安装、使用、维护必须符合《规程》中的有关规定。局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合本《规程》的有关规定。风筒口到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定。7、使用局部通风机通风的掘进工作面，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。人员要撤至全负压通风巷道处，并在盲巷口设置栅栏，防止人员进入。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部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。第四节胴室通风1、井下爆破材料发放胴室采用独立的通风系统，回风风流直接引入矿井总回风巷中。2、盘区变电所采用独立的通风系统。3、井下各类碉室风温、风速能满足的《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028-2006)的相关要求。第五节井下通风设施及构筑物井下通风设施主要有风门、调节风门、风墙、风桥、测风站。

94主要进、回风巷之间的每个联络巷中，对处于使用状态的，设置两道连锁的正向和两道反向风门，两组风门间距一般不小于5m,以满足运输要求，运输频繁的巷道，风门采用自动控制；对不使用的，必须进行及时封闭或砌永久性风墙。进、回风巷在平面交叉处应设置风桥。在需要控制风量的地点设置调节风门以调节风量。在主要进、回风巷入口，工作面进风巷及回风巷附近设置测风站，观测矿井总风量、回采工作面的进风量和回风量。风门不应设在倾斜巷道中；如确需在倾斜巷道内设置风门，应安自动风门或设专门管理人员，并有防止风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。第六节矿井主通风机及矿井反风一、设计依据风量：矿井通风容易时期（9煤首采面）70m3/s矿井通风困难时期（9煤边界）70m3/s矿井开采到第20年（15煤）90m3/s负压：矿井通风容易时期（9煤首采面）687.37Pa矿井通风困难时期（9煤边界）1425.5Pa矿井开采到第20年（15煤）1229.27Pa二、现有设备本矿井现有两套FBCDZ-6-NO18型防爆对旋轴流通风机，配套防爆电动机2x90kW.380V、960r/min,一套工作，一套备用。三、设备校核考虑通风设施漏风以及通风装置和风道阻力损失后，通风设备必需的风量和负压为：风量：Qs=70xl.05=73.5m3/sQ#=70x1.05=73.5m3/sQ20f|=90x1.05=94.5m3/s负压：

95H后687.37+250=937.37PaH«=1425.5+250=1675,5PaH20

96

97正风时风机运行工况见表4-6-1。表4-6-1正风时风机运行工况表通风时期风量(m3/s)负压(Pa)效率(%)叶片角度(°)容易时期76.21007.4280-5困难时期73.91693.582.5-1第20年95.41558.1282+3反风时风机运行工况见表4-6-2。表4-6-2反风时风机运行工况表通风时期风量(m3/s)负压(Pa)效率(%)叶片角度(°)容易时期61.2649.8336-5困难时期52838.5127-1第20年70.3846.0933+3四、电动机校验正风时电动机轴功率：76.2x1007.42=979^〃1000x0.8x0.98..73.9x1693.5,r.„n....心==154.79kW"1000x0.825x0.98、，95.4x1558.12……皿==184.97kW201000x0.82x0.98反风时电动机轴功率：=61.2x649.83=H273kW"1000x0.36x0.98、，52x838.51N&==164.79kW“1000x0.27x0.9870.3x846.09=侬.921^201000x0.33x0.98根据以上计算，所选电动机满足要求。五、通风机设置及要求主要通风机设置满足以下要求：

981）通风机装在地面；风井井口封闭并装有防爆门，其外部漏风率小于5%。2）矿井安装两套同等能力的通风机，其中一套备用，备用通风机能在lOmin内启动。3）保证主要通风机连续运转。4）值班室内安装气压计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表，并配调度电话。六、反风方式及设施反风方式采用风机反转反风，不设反风道和通风机房。风机反风时能在lOmin内改变巷道中风流的方向，反风量不小于正常风量的40%,满足现行《煤矿安全规程》的规定。井下反风设施采用在主要进、回风巷之间的每个联络巷内，设联锁的两道正向和两道反向风门，以满足反风时的要求。第七节井筒防冻一、井筒防冻依据现行的《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，当冬季气温低于-4C时，应设置空气加热设备，把部分冷空气加热后送入井筒，热风与冷风混合后的温度为2℃。本项目所在地采暖室外计算温度为-13C,为防止冬季井筒及提升设备结冰，保证矿井安全生产，对矿井主、副斜井的进风均采取加热措施，在主、副斜井井口处分别设置空气加热室，采用对部分进风进行加热，冷、热风在井口房内混合的方式。井筒防冻计算参数的确定：室外计算温度采用冬季极端最低温度的平均温度为-23.3℃；经加热后空气温度为25℃；热风与冷风混合后温度为2℃。主副斜井最大进风量及耗热量：1、主斜井初期最大进风量为42m7s;加热风量为22m3/s,井筒防冻耗热量为1.51MWo主斜井后期最大进风量为55m3/s;加热风量为28.81m7s,井筒防冻耗热量为1.97MWo经计算，选用KJZ-50工业热风器2台。

992、副斜井初期最大进风量为28nl3/s,加热风量为14.67m3/s,井筒防冻耗热量为1.00MWo副斜井后期最大进风量为35m7s,加热风量为18.33m3/s,井筒防冻耗热量为2.25MW.经计算，选用KJZ-40工业热风器2台。主、副斜井井筒防冻最大耗热量：初期2.51MW,后期3.22MW。主斜井、副斜井井筒防冻计算见表4-7-1。空气加热设备见表4-7-2。表4-7-1井筒防冻计算表井筒名称参数主斜井副斜井初期后期初期后期总进风量（n^/s）42552835加热风量（n）3/s）2228.8114.6718.33室外计算温度（℃）-23.3-23.3混合后进风温度（℃）22空气加热温度（℃）2525加热负荷（kW）1510197010001250表4-7-2空气加热设备配备表工业热风器数量主KJZ-50制热量：1010kW蒸汽量：1778Kg/h风量：50000m7h斜进风温度：-25℃出风温度：25℃2台井全压:503Pa电机功率：llkWKJZ-40制热量：808kW副蒸汽量：1609Kg/h风量：40000m3/h斜进风温度：-25℃出风温度：25℃2台井全压：381Pa电机功率：7.5kW

100二、安全分析1、安全分析依据安全分析依据现行的《煤矿安全规程》和《煤矿(井工、露天)初步设计安全专篇编制内容》、《煤矿建设工程安全设施设计审查标准》及《工业企业劳动安全及工业卫生设计规程》。2、井筒防冻安全分析(1)井筒防冻热负荷计算根据两进风井筒的进风量和加热方式，计算两井筒防冻所需热负荷。井筒防冻所需热负荷按下列公式计算：Q=VXpXCpX(TlTo)/n式中：Q一井筒防冻所需热负荷，kw；V一井筒进风流量，m7s；P—空气密度，取1.243kg/m3；Cp—空气质量平均比热，取1.01kj/kg.℃；3—冷、热风混合后温度，取2°C；T。一冷空气计算温度，取一23.3℃；n—空气加热热效率，根据各井筒加热方式取值(0.85〜0.95)。按上式计算，主斜井和副斜井初期防冻所需热负荷分别为1510kW和1000kW。主斜井和副斜井后期防冻所需热负荷分别为1970kW和1250kWo(2)井筒防冻热负荷及设备校核分析主斜井和副斜井井筒防冻热源均为来自副井工业场地锅炉房提供的0.4MPa的饱和蒸汽。主斜井初期最大进风量为42m7s,井筒防冻热负荷1510kW,后期最大进风量为55m：7s,井筒防冻热负荷1970kW。核算空气加热室设备供热能力为2020kW,能满足主斜井井筒防冻的要求。因此主斜井井筒防冻的加热设备是安全可靠的。副斜井后期最大进风量为28m7s,井筒防冻热负荷为lOOOkW,后期最大进风量为35m3/s,井筒防冻热负荷为1250kW。核算空气加热室设备供热能力为1616kW,

101能满足副斜井井筒防冻的要求。因此副斜井井筒防冻的加热设备是安全可靠的。(3)井筒防冻采取的措施及结论主斜井和副斜井井筒防冻措施均为在井口处设置空气加热室，设备采用KJZ型矿井加热机组，换热机组由换热器、轴流风机及箱体等组成，能满足加热冷空气及向井筒送风的要求。经对两个进风井筒防冻校核计算，主斜井和副斜井井筒的防冻加热设备可以完全满足安全生产要求。3,热源安全分析矿井原有四座分散锅炉房，供矿井采暖供热用，改造后，合并成一座锅炉房对矿区进行供热，依照计算热负荷，计入管网供热损失系数L20,选用2台10t/h(SZL10-L25-AH)和1台4t/h(DZL4T.25-AII)蒸汽锅炉。总供热能力为16.8MW,主斜井和副斜井井筒防冻总热负荷为3.864MW,采暖、通风及供热总热负荷为11.256MW,锅炉房设备能满足井筒防冻的用热需要，同时能满足采暖、通风及供热的用热需要，因此锅炉房设备能满足矿井安全生产要求。第八节矿井通风检测类设备配置根据《煤矿安全规程》的要求，在原有基础上对通风检测类设备、瓦斯及其它检测设备、粉尘及个体防护设备、矿压及地质测量设备和救护设备进行补充，以满足矿井水平延深后安全生产的需要。矿井建立有通风仪器、仪表管理维护室，并定期到有资质的单位进行校验和校对。新增设备和仪器型号详见表4-8-1。表4-8-1矿井新增主要通风检测设备表序号设备器材名称型号单位数量备注1高速风表EY11个12高中速风表AFC-121个13微速风表DFA-3个14秒表块15干湿温度计DHM2个16补偿式微压计BWY-250台17皮托管JFY台2

102第五章粉尘灾害防治第一节粉尘危害及防尘措施一、粉尘种类和危害程度分析1、粉尘种类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、运输等生产过程中也产生粉尘；风速过大，也能使已沉落的粉尘重新飞扬，污染环境。2、粉尘的危害粉尘对矿井安全生产及职工身体的危害主要有：(1)具有爆炸性的煤尘，在一定的条件下发生爆炸，造成人员伤亡和危害矿井安全生产。(2)人员若长期吸入超限粉尘，易患粉尘职业病，如煤肺病或矽肺病、支气管炎等，严重危害矿井工作人员的身体健康。(3)粉尘过大，能见度降低，容易造成运输或其它不测事故。3、本矿井煤尘爆炸性情况根据勘探区内BT、GT号孔9号、15号煤层煤尘爆炸性试验结果，本区9号、15号煤层煤尘均有爆炸危险性。详见表表5-1-1煤尘爆炸试验结果采样位置煤层号煤尘爆炸火焰长度m/m加岩粉量％有无爆炸性B-19320.0有爆炸性G-19515.0有爆炸性B-115515.0有爆炸性G-115515.0有爆炸性建议建设单位在井筒延深揭露煤层后，尽快委托国家授权的有资质的单位进行本矿井9、15号煤层的煤尘爆炸危险性的鉴定工作。

103二、井下防尘措施本矿井采用综合防尘和个体防护相结合的防尘措施。(一)综合防尘1、建立矿井防尘供水系统。2、普通法掘进时采用湿式作业：(1)湿式凿煤(岩)：(2)水炮泥；(3)爆破前、后应冲洗煤壁，爆破时应喷雾降尘；(4)装煤(岩)洒水：(5)冲洗煤(岩)帮。(―)回采、掘进工作面除尘1、工作面进、回风巷均设置防尘洒水管路，进风巷管路每隔50nl设一个三通阀门，回风巷管路每隔100m设一个三通阀门。2、工作面配有喷雾泵站，采煤机机组内、外喷雾装置完好，坚持无水不割煤。割煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa,外喷雾压力不得小于L5MPa,喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。外喷雾罩住全滚筒，内外喷雾不完好，不准生产。机组司机在采煤机开动前必须首先打开机组喷雾，确保使用正常后，方可开机，否则不能开机割煤。割煤时内喷雾堵塞时，必须停机处理。3、各转载点要洒水喷雾，做到出煤洒水，停机停水，各喷雾点必须达到雾化良好。4、工作面距上下出口3。01范围内安装不少于两道净化水幕，净化水幕应封闭全断面，灵敏可靠，雾化好，使用正常。5、工作面两巷要定期冲刷巷道积尘，并有记录可查，保证巷道内不得有厚度超过2mm、连续长度超过5m的煤尘堆积。6、回采前要坚持煤体注水。7、所有接尘人员必须佩戴防尘口罩，搞好个人保护。8、供水压力、水量必须符合有关规定。9、正常割煤时，机组速度应控制在3〜4m/min,使工作面粉尘浓度降到最低。采

104煤机应安装内外喷雾装置。割煤时必须喷雾降尘，内喷不小于2MPa,外喷不小于4.0MPa,喷雾流量应与机型相匹配，无水或喷雾装置损坏时不得割煤。10、进入采煤机喷雾及冷却水系统的水必须经过过滤器净化，确保水质清洁。11、加强喷雾系统的管理和维修，除检修班必须对喷雾系统进行全面维修外，在割煤过程中必须随时更换损坏的喷嘴和疏通被堵塞的喷嘴。12、采煤机截齿必须锋利，对磨损的截齿，在前角减到。之前必须更换新齿（找出牵引速度与滚筒转速之间的最佳匹配值并写入作业规程）。13、液压支架每架必须安装有移架自动喷雾（排头架、排尾架除外）。14、回采工作面破碎机必须安装防尘罩和喷雾装置或除尘器。原喷雾不能使用的,必须在入料口和出料口各安装一道净化水幕（喷嘴数量不得少于3个），破碎机的入料口和出料口必须用挡帘封闭，尽量减少粉尘扩散。15、掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa,外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPao如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。（三）其他防尘措施在带式输送机巷道、溜煤眼、煤仓放煤口、转载点和卸载点，以及辅助运输巷道内均设置喷雾洒水装置；运输大巷采用冲尘、刷白措施。第二节煤层注水一、煤层注水设计依据1、煤层首采9号煤层位于太原组三段底部，卜距&石灰岩0.50〜8.48m,平均1.56m,煤层厚0.36〜1.63m。平均1.27m,结构简单，本煤层层位稳定，厚度变异系数为0.20,可稳定数为92%,属稳定的全区可采煤层之一。9号煤层顶板为石灰岩、泥岩，底板为泥岩、细粒砂岩。9号煤水分一般为0.6%〜1.08%,平均0.83%,小于4%,根据煤矿安全规程的规定，对9号煤采煤工作面采取煤层注水。2、9号煤层顶底板情况⑴顶板

105井田内9号煤层顶板影响范围内的岩性主要为泥岩、粉砂岩、细粒砂岩及中粒砂史O直接顶板为泥质岩，局部为粉砂岩及砂岩，厚1.0~10.5mo厚度稳定性差，结构松软，吸水易软化，强度较低。老顶为砂岩，为半坚硬~坚硬岩石，为软化~不软化岩石。不规则裂隙发育，见有方解石脉及泥质物充填现象。煤层的上覆岩层，从直接顶到老顶为较弱-坚硬型，再往上为较弱-坚硬型的相间复合结构。这种软硬相间的结构虽然能阻止煤层开采时顶板裂隙的发展，但由于软弱岩石在水的作用下，易发生软化，从而降低了顶板的稳定性。⑵底板9号煤层直接底板为泥质岩石，泥岩、局部为粉砂岩，为软化性岩石。粉砂岩：真密度为2680~2698kg/n?,视密度为2652~2697kg/m3,含水率0.04%~0.25%,自然抗压强度为19.0~41.3MPa。老底为灰色中厚〜厚层状细粒砂岩、中粒砂岩、粗粒砂岩、石灰岩，细粒砂岩、中粒砂岩、粗粒砂岩为软化性~不软化岩石，为半坚硬〜坚硬岩石。垂向上为软弱~坚硬~软弱坚硬的相间复合结构，平面上岩相变化大。9号煤岩顶、底板工程地质条件较复杂。3、煤层注水必要性⑴降低煤尘生成量煤层注水是回采工作面最重要的降尘措施之一，在回采前超前在煤层中打若干钻孔，通过钻孔注入压力水，使其渗入煤体内部，增加煤的水分，从而减少煤层开采过程中煤尘的产尘量。煤层注水其实质为：通过钻孔并利用水的压力将水注入煤层中，依靠压力水在煤体裂隙中的渗透、压差、毛细和分子扩散运动，使注入煤层中的水沿着煤的裂隙分割的煤块渗透并储存于裂隙与空隙之中，增加煤体的水分，使煤体得到预先湿润，以减少采煤时产生浮游粉尘的能力。试验表明：煤层含水量达到4%时，煤尘的生成量在原有的基础上将减少80%以上。①煤体内的裂隙中存在着原生煤尘，水进入后，可将原生煤尘湿润，使其在破碎时失去了飞扬的能力，从而有效地消除这一尘源。②水进入煤体的内部使之均匀湿润。当煤体在开采中受到破碎时，绝大多数的破碎面均有水存在，从而消除了细粒煤尘的飞扬，预防了浮尘的产生。

106③水进入煤体后使其塑性增强，脆性减弱，改变了煤体的物理力学性质。当煤体因外力而破碎时，脆性破碎变为塑性变形，因而减少了煤尘的产生量。⑵防灭火煤层注水后，采空区内的遗煤含水量增大，煤体的导热系数和热容量增大，使遗煤的温度不易升高，从而延长了自然发火期，避免自燃火灾的发生。⑶水中加入适量的碳酸钠，能抑制硫化氢的涌出。⑷能降低工作面的气温1〜3co煤层注水以后还能取得以下各种效果：降低煤的硬度，软化煤体，降低切割和破碎能量，降低截齿的消耗，提高了生产效率；减少设备的破坏。9号煤水分一般为0.6%〜1.08%,平均0.83%,小于4%,根据煤矿安全规程的规定，对9号煤采煤工作面采取煤层注水。由于9号煤层顶底板为软化〜不软化岩石,回采工程中应注意顶底板变化，加强支护，防止出现顶底板事故。9号煤平均采高1.27m,工作面长150m,年推进度为2200m。二、注水工艺、参数及设备1、注水方式的选择本矿井首采的9号煤赋存稳定，倾角小，构造简单，设计确定煤层注水方式为长孔注水。2、注水参数的确定⑴钻孔直径：设计取65mm。⑵钻孔长度按下式计算L=(L,-M)式中：L一钻孔长度，mLv.一工作面长度，mM-与煤层透水性和钻孔方向有关的参数，本矿目前无煤层透水、孔隙等方面的资料，按一般条件设计，取M=20m。L=130m(3)钻孔间距

107合理的钻孔间距一般通过实践来确定，本设计确定钻孔间距为15m。(4)钻孔角度钻孔角度与工作面切割方向的煤层角度相同。⑸封孔深度封孔深度按本区经验选取，设计取8m。(4)封孔方式为降低工人劳动强度，设计采用生产中广泛使用机械封孔方式，封孔材料为水泥砂浆。3、水质煤层注水用水由井下消防、洒水管道供给，消防、洒水及煤层注水合用一的供水系统，水质应满足下表要求：⑴悬浮物含量不得超过30mg/Lo⑵悬浮物的粒度直径不得大于0.3mm。(3)PH值为6〜9。(4)大肠菌群数量不超过3个/L。⑸防尘用水系统中安装水质过滤装置，保证水的清洁。4、注水系统的选择设计采用动压注水方式⑴注水压力为防止煤壁跑水和窜水，设计确定煤层注水压力为中压注水，根据所选用的水泵参数，确定其注水压力为4.0MPa。⑵钻孔注水量按水份增加值计算，其公式为：Q=BLMY(W1-W2)K式中：Q——个钻孔注水量，n?；B一孔间距，15m；L一工作面长度，150m；

108M一煤层厚度，1.27m；Y—煤体容重，1.42t/m3；W1-煤体注水后的水份，取4%；W2—煤体原水份，取0.83%；K一考虑水份流失及注水不均衡系数，设计取1.5o经计算，钻孔注水量为193m3。⑶矿井日注水量按水份增加值计算，其公式为：Q=GK1(W1-W2)式中：Q—矿井日注水量，m3；G一注水工作面日产量，t/d,本矿井日产量为1800t/d；Ki一注水系数，设计取1.50按上述公式计算，设计取矿井日注水量为85m3/d。(4)注水设备及仪表选择根据对钻孔注水流量计算，设计采用单泵配单孔的注水方式，据此，设计回采工作面配备二台7BG45/160型煤层注水泵。该注水泵参数为：额定流量：4.5m3/h；额定压力：16MPa；电机功率：30kW；除此之外，还配备有如下仪表：单向阀2个内螺纹升降止回阀H41F-1602个叶轮湿式水表2个高压注水表2个水泥砂浆封孔泵SLB-II―1台便携式快速水份测定仪WM-A一台

109第三节井下消防、洒水（给水）系统一、井下消防洒水水源井下消防洒水水源为处理后的井下排水。矿井正常涌水量为200nl7h,最大涌水量为350m7h。根据规范要求井下涌水作为矿井取水水源时，应对涌水量进行折减，折减幅度为30%〜50%,本设计拟按50%折减,则可利用涌水量为100m7ho二、矿井排水处理1、矿井水处理站规模设计处理规模：Q=8400m7d2、工艺选择利用井下水仓的水泵，直接将矿井水打至调节池，再由潜水泵打至矿井水处理站中的高密度迷宫净水器，进行混凝、沉淀处理，处理工艺流程如下。

110赫前——杆浙海mm工艺流程图处理后的矿井水水质满足《煤矿井下消防、洒水设计规范》(GB50383-2006)规定的井下消防洒水水质标准，储存在两座600m3清水池，供井下消防洒水和地面生产消防系统用水。三、井下消防洒水1、用水量、水压井下消防水量为7.5L/S,火灾延续时间按6h计，固定灭火装置水量为7.5L/S,火灾延续时间按2h计，一次消防用水量为216nl1井下防尘洒水用水量为718mYd。井下消防洒水分两部分给水，一是标高在940米以上的主、副斜井给水，该部分的消防洒水由地面生产消防系统供给，分别由主井口房和副井井口房引管道供给用水点，水压在0.30MPa以上，满足用水点的用水要求。地面生产消防系统采用生产消防合用管道，供水干管管径为DN150,加压设施布置在生产消防泵房，主要加压设备为：变频恒压生产供水设备一套，型号为HLS-60/0.4-Q),配2台立式清水泵，泵的参数:Q=60m3/h,H=40m,N=15kW,1用1备;地面消防泵3台,型号为XBD10/30-125D/4(Q=126m7hH=98mN=55kW),2用1备。另一部分是标高在940米以下井下用水点供水，该部分采用静压供水，用水从两座标高997米的600m3清水池分别接出，供水干管为D159X6,管材为无缝钢管，沿着副斜井进入井下，系统采用消防、洒水合用给水管道，其中在南翼大巷管路干管上设减压阀减压，将管道压力由L2MPa减至0.6MPa。2、用水点在井下变电所等机电碉室入口，爆炸材料发放碉室、消防材料库的入口，掘进巷道的入口，回采工作面进回风巷口，带式输送机机头附近设置消火栓；在带式输送机机头输送机大巷每隔

11150m,井底车场、辅助运输大巷每隔100m,岩巷每隔300nl设置消火栓。在工作面回风巷靠近出口及距采煤工作面50m内，则设置风流净化水幕。掘进工作面防尘采用冲洗岩帮、湿式凿岩、装岩洒水、风流净化等综合措施，使岩、煤尘浓度分别降低到2mg/m：'和lOmg/m、以下。采煤工作面采煤机械配备内外双喷雾，尽量减少采煤工作面煤尘的飞扬。在煤流的转载、装载和卸载处进行洒水。通过以上措施，使采煤工作面空气中的含尘量降低到10mg/m'以下。3、井下供水管网井下消防洒水管道采用无缝钢管，采用法兰或管件连接。巷道内供水管路上每隔50〜60m设置一个DN25的支管，并装设截止阀，以供防尘洒水、清洗巷道及连接灭火喉之用。消防洒水管沿巷道侧壁敷设。井下消防洒水管路布置详见附图CA1658-845-1„四、建筑灭火器配置建筑物内按照规范要求配置灭火器。主、副井井口房、原煤带式输送机栈桥、转载点、联合建筑、办公楼等建筑配置手提式4kg磷酸镂盐干粉灭火器，10kV配电室配置推车式35kg磷酸核盐干粉灭火器。第四节粉尘监测及个体防护设备一、粉尘检测1、粉尘检测方法及检测仪表我国煤矿对粉尘的检测采用两种方法，一是绝对质量浓度采样法，二是相对浓度采样法。绝对质量浓度采样法是将采集的粉尘用天平称其质量，求出粉尘浓度；相对浓度采样法是将采集的粉尘通过测得与粉尘量有相关性的物理量，求出粉尘浓度。本矿井采用粉尘采样器和测尘仪相结合的粉尘检测方法。粉尘采样器采用“长周期粉尘采样器"，型号为AZF-01型；测尘仪采用“粉尘粒度分布及浓度测定仪”。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、风量的检测，建立个体巡回检测和集中连续双重检测体系。2、测定时间

1121）井下每个测尘点的粉尘浓度每月测定两次。2）采掘工作面每月进行一次全工作班连续粉尘测定。3）粉尘粒度分布每半年测定一次，采掘工作面有变动时，应及时进行游离SiOz测定。4）粉尘中的游离Si。?含量每半年测定一次。3,粉尘传感器布置粉尘传感器布置的位置及数量详见第十章。二、个体防护设备根据国家安全生产监督管理局（国家煤矿安全监察局）第5号令《煤矿安全生产基本条件规定》第十九条：煤矿应当加强粉尘的检测和防治工作，制定职业危害防治措施，并为从业人员提供符合标准的劳动防护用品。根据《煤矿职业安全卫生个体防护用品配备标准》（AQ1051-2008）的规定。本矿井接触粉尘工人个体防尘用品主要是防尘口罩。井下主要接尘人员应佩戴个体粉尘采样器，并建立个人健康档案。第五节防爆措施根据《煤矿安全规程》第一百五十五条规定“开采有煤尘爆炸危险煤层的矿井，必须有预防和隔绝煤尘爆炸的措施。矿井的两翼、相邻的采区、相邻的煤层、相邻的采煤工作面间，煤层掘进巷道同与其相连的巷道间，煤仓同与其相连通的巷道间，采用独立通风并有煤尘爆炸危险的其他地点同与其相连通的巷道间，必须用水棚或岩粉棚隔开。必须及时清除巷道中的浮煤，清扫或冲洗沉积煤尘，定期撒布岩粉；应定期对主要大巷刷浆。”本矿井煤尘具具有爆炸性。因此，井下必须根据《煤矿安全规程》要求，采取预防和隔绝煤尘爆炸的措施。一、防爆措施防爆措施包括防止浮游煤尘发生爆炸和防止沉积煤尘再次飞扬起来参与爆炸的措施，具体包括（本章只包括煤尘部分，瓦斯部分见第三章）：1、防尘措施，包括减尘和降尘措施（详见本章第一节）；2、定期清扫沉积在巷道中的煤尘，并及时运出；

1133、定期冲洗巷道；4、用石灰水或水泥石灰水喷洒巷道顶板和底板（主要用于工作面以外的巷道）；5、所有运输巷和回风巷内撒布岩粉，尤其是煤尘经常沉积的地方和工作面上、下口；6、定期对巷道喷雾洒水，洒水管路与消防合并，详见本章第三节。7、消除引爆煤尘的火源1）为消除电器火源，井下电器设备除井底车场附近、中央变电所，采用矿用一般型，其余均采用隔爆型；2）井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线；3）井下防爆电气设备的运行，维护和修理工作，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能受到破坏的电气设备，必须立即修理或更换，严禁继续使用；4）对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动；5）消除其它火源，如井巷跑车及金属碰撞产生的火花等；6）局部通风机和掘进工作面中的电器设备，装有风电闭锁装置，当局部通风机停止运转时，能立即切断局部通风机供风巷道中的所有电源，预防瓦斯事故；7）严格执行“放炮操作规程”，推广先进的爆破技术；8）严格执行《煤矿安全规程》中消除明火的规定。9）入井人员禁止穿戴化纤衣物，严禁携带烟火。二、井下电气设备及保护的选择、井下电气设备和测量仪器仪表检修搬迁、操作等采取的措施井下各个采掘工作面、装载点、卸载点、运输、仓储等地点容易产生煤尘，上述各个地点的电气设备均选用矿用防爆型。井下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笔检验。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“

114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。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%；踊Si。?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＜0.2mm）,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300nl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、撒布岩粉的地点：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。第六节隔爆措施隔爆措施是阻断煤尘爆炸灾害由局部向更大范围扩散的措施。本设计隔爆措施是在矿井内布置主要隔爆水棚和辅助隔爆水棚的隔爆措施。一、主隔爆水棚1、主隔爆水棚主要布置在矿井两翼与井筒连通的主要巷道。2、水棚结构：水棚由易碎、耐温，且具有一定强度的脆性塑料做成水槽，将其悬挂在巷道顶梁上或平放在用角铁或方木制成的支架之上。水棚的规格为GS80-4A,其规格为：上平面为760X470mm、下平面为700X410mm,净高260mm,设计水量Gn为80L»3、水棚的布置：水棚的架设高度不小于1.8m,棚排距1.2〜3m。设置位置为主要大巷和

115距离工作面为60~200m处。4、水量计算原则：①高度大于4m的巷道，应设双层棚子。上层水槽的总水量，按巷道全面积每平方米30L单独计算，下层水槽用水量，仍按每平方米巷道所需水量400L计算。②用集中式水槽保护的运输巷道，当运输机高于底板0.6m时，应在水槽棚区的运输机下方，再均匀增设4个80L的底板水槽。5、水棚计算1）总水量：G=gS式中G—总水量，ml；g—每平方米巷道所需水量，取4OOL/m?；S一巷道断面积，9、15号煤带式输送机大巷净断面积为15.3ID2,9号煤辅运大巷净断面积为12.3m?,15号煤辅运大巷净断面积为15.2m2,9煤回风大巷净断面积为10.3m2,15煤回风大巷断面积为12.3m2。经计算，9、15号煤带式输送机大巷、9号煤辅运大巷、15号煤辅运大巷、9煤回风大巷、15煤回风大巷主隔爆水棚总水量分别如下：9、15号煤带式输送机大巷：G=15.3X400=6120L9号煤辅运大巷：G=12.3X400=4920L15号煤辅运大巷：G=15.2X400=6080L9煤回风大巷：G=10.3X400=4120L15煤回风大巷：G=12.3X400=4920L2）每架水棚水量根据巷道尺寸，设计确定9、15号煤带式输送机大巷、15号煤辅运大巷每架水棚安装4个水槽，每个水槽80Lo则每架水棚水量为320Lo9号煤辅运大巷、9煤回风大巷、15煤回风大巷每架水棚安装3个水槽,每个水槽80L,则每架水棚水量为240L。

1163）水棚架数Gn-Gnx每架水槽个数式中n—水棚架数；G—总水量，m3；Gn—每个水槽水量，m、；计算结果如下：9、15号煤带式输送机大巷：n=20架9号煤辅运大巷：n=21架15号煤辅运大巷：n=19架9煤回风大巷：n=18架15煤回风大巷：n=21架4）水棚区长度：L=（n-1）XC式中L—水棚区长度，m；n一水棚架数；C—水棚间距，1.8m。计算结果如下：9、15号煤带式输送机大巷：L=34.2m9号煤辅运大巷：L=36m15号煤辅运大巷：＞32.4m9煤回风大巷：L=30.6m15煤回风大巷：L=36m二、辅助隔爆水棚1、辅助隔爆水棚主要布置在下列巷道⑴采煤工作面进、回风巷道；⑵采区内的煤与半煤巷掘进巷道；⑶采用独立通风并有煤尘爆炸危险的其它巷道。2,水棚结构：水棚由易碎、耐温，且具有一定强度的脆性塑料做成水槽，将其悬挂在巷道顶梁上或平放在用角铁或方木制成的支架之上。水棚的规格为GS40-4A,40Lo

117其尺寸为：上平面为570X390mm、下平面为510X350mm,净高210mm,设计水量Gn为40Lo3、水棚的布置：水棚的架设高度不小于1.8m,棚排距一般1.5m。设置位置为回采工作面进回风巷道和掘进巷道内。4、水棚计算1）总水量：G=gS式中G—总水量，m3；g一每平方米巷道所需水量，取200L/m2；S一巷道断面积，9煤工作面运输巷净断面积为9.50?；9煤工作面回风巷净断面积为8m2o经计算，9煤工作面运输巷、9煤工作面回风巷辅助隔爆水棚总水量分别如下：9煤工作面运输巷：G=9.5X200=1900L9煤工作面回风巷：G=8X200=1600L2）每架水棚水量根据巷道尺寸，设计确定9煤工作面运输巷每架水棚安装4个水袋，则每架水棚水量为160L。9煤工作面回风巷每架水棚安装3个水袋，则每架水棚水量为120L。3)水棚架数Gn=Gnx每架水袋个数式中n—水棚架数；G—总水量，m:,；Gn—每个水袋水量，m3；计算结果如下：9煤工作面运输巷：n=12架，取14架9煤工作面回风巷：n=14架3)水棚区长度：L=(n-1)XC式中L—水棚区长度，m；C—水棚间距，1.5m。计算结果如下：

1189煤工作面运输巷：L=21mo9煤工作面回风巷：L=21mo隔爆水棚布置详见图5-6-1„隔爆水棚用水取自井下消防洒水管网。三、隔爆水棚总数量及总用水量1、主隔爆水棚区总数为8个，总用水量42.52m%2、辅助隔爆水棚区总数为15个，总用水量36m：'。四、水棚给水系统水棚给水水源为消防洒水给水系统，在设有隔爆水棚的地点，均有消防洒水管路通过，管路每隔100m设有一支管和闸阀，管口配有消防接口及高压软管，水棚可由其给水或补水。五、水棚的管理1、要经常保持隔爆水棚的完好和规定的水量。2、每周至少检查一次。第七节矿井地面生产系统防尘一、主井生产系统井下煤炭经9煤井底煤仓下口给料机给入主斜井带式输送机，运至地面主斜井井口房，经机头溜槽转入选煤厂带式输送机运往矿井选煤厂入洗。主井生产系统的主要尘源为主井井底煤仓下口受料点和井口房卸料转载点，设计采用密封措施，在转载点设置封闭式溜槽，以避免煤尘飞扬；并设置喷雾洒水装置，可酌情洒水灭尘。二、副井生产系统副斜井采用单钩串车提升，担负本矿井材料、设备的上下井。矿井生产期间，井下研石不升井。松散物料均在车厢内运输，且无转载环节，可以在车厢上设置防尘罩。三、排肝系统矿井生产期间掘进巷道均沿煤层布置，肝石量很少，少量肝石可随煤流提升至地面。在过断层时研石产量相对较多，这部分研石用于填充井下采煤巷道。研石系统主要尘源是装卸矿车引起的粉尘飞扬，在研石装载点处，设置洒水管，可以视肝石含水量，酌情向肝石洒水，以防止装卸车时扬尘。

119第八节矿井粉尘检测类仪器、设备配置根据《煤矿安全规程》的要求，在原有基础上对粉尘及个体防护设备进行补充,以满足满足矿井续建后安全生产的需要。矿井建立通风仪器、仪表管理维护室，并定期到有资质的单位进行校验和校对。新增粉尘检查、检测仪器仪表为直读式粉尘测定仪，数量为1台。第六章矿井防灭火第一节煤层自然发火危险性及防灭火措施一、煤层自然发火危险性根据勘探地质报告，勘探区内部分钻孔对9号、15号煤层采样的自燃趋势试验,各煤层还原样与氧化样燃点之差A%为12c〜18℃,9号、15号煤层均属不易自燃煤层。煤的燃点试验结果详见表6-1-1o表6-1-1煤的燃点试验结果表采样位置煤层号燃点℃△「一3℃原样氧化还原B-1940839641014G-1938437138615B-11538237438612G-11538637239018勘探报告详细了解了煤层的自燃趋势，由于本矿井9、15号煤层属不易自燃煤层,因此矿井防灭火应以防治矿井外因火灾为主。分布在慈林山煤矿井田内及周围小煤矿共有13座，其中正在开采的煤矿有6座,因不具备生产条件被关闭的有7座。根据矿方调查结果，其它矿井9、15号煤层均为不易自燃煤层。建议建设单位在井筒延深揭露煤层后，尽快委托国家授权的有资质的单位进行本矿井9、15号煤层自燃倾向性的鉴定工作。二、煤的自燃分析预测影响煤层自燃的因素很多，主要有煤的变质程度、煤岩组分、煤的含硫量、煤层的厚度与倾角、地质构造、围岩性质，漏风条件等，当条件具备时也可能会引起煤层自燃。

120三、煤层自燃预防措施（-）开拓开采方面的措施本矿井现开采煤层尽管属不易自燃煤层，但根据“预防为主，综合治理”的原则,仍需采取以下措施：1、井底车场巷道、大巷均采用锚网喷支护方式；井下主变电所、主排水泵房、主水仓、爆炸材料发放碉室均采用混凝土砌磴支护，封闭煤体。2、工作面进、回风巷道采用锚网支护方式，为不燃性材料。3、生产过程中，尽量提高采出率，工作面回采结束后立即封闭采空区。对于废弃的巷道和盲巷要及时封闭。4、工作面采用后退式回采，减少采空区漏风。5、要将采空区的位置及时的填绘在采掘工程平面图和井上、下对照图上，防止采掘过程中误透采空区或报废巷道。（-）通风方面的措施1、回采工作面采用后退式回采，减少了采空区漏风。2、调节风门、风门、风墙和风桥等通风设施，设置在围岩坚固、稳定的煤柱内，避免引起采空区或附近煤柱裂隙使漏风的增大。3、通风系统保证井下所有巷道具有合适的风量，可以消除局部热量的集聚。4、回采过程中应定期进行压能测定和漏风测定，若漏风量较大，应采取相应措施，减小漏风，削弱采空区供氧条件。5,每一采区都有独立的通风系统，回采工作面采用全负压U型通风。（三）监测方面的措施根据需要采掘工作面设置甲烷传感器、风速传感器和一氧化碳传感器。矿井生产过程中，根据工作面的实际回采情况，要加强防火监测工作，配备氧气测量报警仪、多种气体检定器人工巡回检测气体成份，防患于未然。

121第二节防灭火方法矿井防灭火必须坚持以“预防为主，综合治理”的原则，本矿井现开采煤层尽管属不易自燃煤层，但煤的变质程度、煤岩组分、煤的含硫量、煤层的厚度与倾角、地质构造、围岩性质，漏风条件等具备时也可能会引起煤层自燃，对支承压力区的煤柱裂隙、开切眼、停采线等地点喷洒阻化剂，降低煤的氧化能力，阻止煤的氧化进程。一、阻化剂的选用1、来源广泛，货源充足，购置方便，价格便宜；2,阻化率高，阻化寿命长；3、配置容易，井下使用操作方便，工艺过程简单；4、不污染井下空气，对井下设备和金属构件腐蚀性小，对人体无害；经过经济技术比较，9号煤阻化剂选用阻化效果好、货源充分、运贮方便的工业氯化钙(CaCk•5HQ)。工业氯化钙浓度为20%,密度为Lllt/iA二、阻化剂喷洒工艺选用电动喷洒压注装置，喷射泵型号为町-24,配套设备有D50.8mm的输送胶管及闸阀、喷枪、压力表、流量计等压注设备，回采工作面配1套。由D50.8mm的输送胶管由喷射泵接到防灭火处理地点，并与喷嘴和封孔器连接。启动电机，喷射泵进行压注和喷洒。三、阻化剂防灭火系统参数计算1、阻化液浓度p=—xlOO%C式中：P——阻化剂溶液浓度，%;C——阻化剂溶液量，kg；T——阻化剂用量，kg；V用水量，kg；喷洒阻化剂浓度取15%o2、松散煤密度

122根据实际情况，取O.gt/m二3、原煤吸液量根据相关资料，平均吸液量取Ukg/t。4、工作面一次喷洒量工作面一次喷洒量按下式计算：q=KLB(MA+M2A2)式中：q工作面一次喷洒量，kg；K次喷洒加量系数，L2；L工作面长度，m；B次喷洒宽度，m；M.(M2)——底板(顶板)浮煤平均厚度，m；A,(A2)——底板(顶板)浮煤吸液量平均值，kg/to计算得：q=280kgo5、单位长度巷道(或煤柱)煤壁喷洒量qo=KAo(kg)式中：q。——喷洒范围内巷道(或煤柱)的溶液喷洒量，kg；K——喷洒加量系数，1.2；Ao——巷道(或煤柱)单位长度的吸液量，kg；经计算，qo=20kg0四、阻化剂喷洒地点对回采工作面采空区实施喷洒，对回采巷道煤壁和其它煤层外露区域，温度升高时采用间断性喷洒。对支承压力区的煤柱裂隙、开切眼、停采线等地点喷洒阻化剂。回采工作面用D50.8mm的输送胶管由喷射泵沿工作面液压支架敷设，并与支管和喷抢连接，工作面每20m设一个支管和喷抢。在工作面移架完成后，由支架间隙向采空区喷洒阻化剂，重点要加强工作面上下端头后部采空区的喷洒。五、措施

1231、设计采用对金属腐蚀性小的工业氯化钙(CaCL•5H2O)做为阻化剂材料。2、采空区喷洒阻化剂时喷枪应远离液压支架等金属构件，防止阻化剂溅落在上面，或采用不易腐蚀的物品遮盖。3、如有阻化剂附着在液压支架等金属构件上，应及时采用清水清洗。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、井下主变电所采用砌帽支护方式，采区变电所和井底车场内的其他机电设备碉室，采用锚网喷支护方式。2、矿井井下的高低压电气设备选用矿用防爆型设备，照明灯具选用矿用防爆型设备，通信、自动化装置选用矿用防爆型设备兼本安型设备；在工作面、回风道等井下其它地点选用矿用隔爆型设备。井下电缆均选用符合MT818标准的矿用电缆。井下电气设备均选用具有“煤矿矿用产品安全标志”MA的产品。3、井下高压电动机、动力变压器的高压控制设备，具有短路、过负荷、接地和欠压释放保护。井下由采区变电所、移动变电站或配电点引出的馈电线上，装设短路、过负荷和漏电保护装置。低压电动机的控制设备，具备短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。井下配电网路（变压器、馈出线、电动机等）均装设过流、短路保护装置。经校验，电气系统各开关设备的分断能力和动、热稳定性以及电缆的热稳定性均满足要求，保护设备动作灵敏度满足要求。经计算，系统中最大容量的电气设备或同时工作成组的电气设备均可正常启动，启动时对电网电压在正常波动范围内。地面变电所和井下中央变电所的高压馈电线上，装设有选择性的单相接地保护装置；供移动变电站的高压馈电线上，装设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，装设检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。每天对低压检漏装置的运行情况进行1次跳闸试验。煤电钻使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻的综合保护装置。二、带式输送机着火的防治措施及装备

124带式输送机配备微机防爆电控成套装置，装设有驱动轮防滑、烟雾、温度、堆煤、自动洒水和防跑偏、速度、输送带张紧力下降、防撕裂、断带、紧急闭锁停车等保护装置，在机头和机尾设有防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏。为防止胶带着火，主要防治措施有：烟雾保护：设置烟雾传感器，事故时报警，并与自动喷水装置联动；温度保护：设置温度传感器，超温时报警，并与自动喷水装置联动；堆煤保护：设置堆煤传感器，堆煤时报警并停车；洒水保护：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。井下的带式输送机均采用煤矿用阻燃输送带，各零部件所使用的聚合物材料（例如滚筒胶面、导料槽橡胶板等）均应符合MT113《煤矿井下用聚合物制品阻燃抗静电性通用实验方法和判定规则》的要求，限矩型液力耦合器采用非可燃性传动介质。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如下：⑴坑木加工房设专用灭火器，并对木材木屑，妥善堆放管理，及时清理外运。矿井修理车间设专用灭火器。⑵井上消防材料库储存的材料、工具的品种和数量应符合有关规定，并定期检查和更换；材料、工具不得挪作他用。⑶井口房和通风机房附近20m内不得有烟火或用火炉取暖。（4）在井口房，严禁采用可燃性材料搭设临时操作间、休息间。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。⑸进风井井口房装设防火铁门，防火铁门必须严密并易于关闭，并应定期维修。（6）本矿井临时排研场地位于矿井工业场地东约0.6km处的一个自然冲沟内，位于主斜井、副斜井主导风向的下风侧。2、防止地面雷电波及井下引起火灾的措施为防止雷电侵入井下，由地面直接下井动力电缆、通信电缆的金属保护层、轨道和各类金属管道均在井口处作不少于2处的可靠接地，接地电阻不大于4。。通信线路必须在入井处装设熔断器和避雷器，接地电阻不大于1Q。

1253、矿井应加强安全管理措施，消除其它火源的发生，如斜巷跑车及金属强烈碰撞产生的火花等。四、井下消防洒水系统地面设两座600nl3清水池，供井下消防洒水和地面生产消防系统用水。井下采用消防洒水合一的管道系统，减压方式采用减压阀。按《煤炭工业矿井设计规范》要求，在带式输送机巷道中，每50m设置一个消火栓；在井底车场、辅运大巷等其它巷道中，每100m设置一个消火栓；在变电所等机电嗣室入口、掘进工作面入口、回采工作面进口、回风巷口、带式输送机机头处均设置一个消火栓。在采掘工作面、煤仓、溜煤眼及运输机转载点等产生煤尘的地方设置喷雾洒水装置。在工作面回风巷和回风巷道的连接处均设置弧形水幕用来除尘。在主要巷道每50m设置一个规格为DN25的给水栓，供定期冲洗巷道用。第四节井下防火构筑物一、井下防火门碉室本矿井9、15号煤层为不易自燃煤层，设计确定井下主要电气设备嗣室均按照《煤矿安全规程》的要求，设置了防火门、采用了不燃性材料支护、个别洞室布置为独立通风等。井下中央变电所、主排水泵房采用联合布置，之间布置有防火栅栏两用门，通道内布置有密闭门。9号煤采区变电所通道内设置有防火栅栏两用门。井下各机电嗣室灭火器材配备详见表6-4-1o二、消防材料库本矿井目前井上、下均设置有消防材料库，并配备有相应的消防、灭火器材及装备。材料、工具不得挪作它用，消防材料库有直达的轨道。其中9、15号煤层各水平分别设有消防材料库。井上、下消防材料库备用品品种和数量详见表64-2和表64-3。三、采区及工作面密闭

126工作面回采结束后立即封闭采空区。对于废弃的巷道、盲巷要及时封闭。密闭应设置在围岩坚固、稳定的煤柱内，避免引起采空区或附近煤柱裂隙使漏风的增大，引起煤炭自燃。

127表64-1井上消防材料库备用品表序号备用品名称单位数量备注1清水泵1或存放于设备库内2泥水泵台2或存放于设备库内3①100mm消火水龙带m2004①75mm消火水龙带m3005①52mm消火水龙带m3006中52mm普通消火水枪支57①52mm多用消火水枪支28①52mm喷雾消火水枪支29高倍数泡沫发生装置套1或存放于设备库内10消防泡沫喷枪套2或存放于设备库内11高倍数泡沫剂t0.5或存放于设备库内12消防泡沫剂t0.2或存放于设备库内13分流管个414集流管个215消火三通个416阀门个417①52mm斜喷消火阀门个418中110mm快速接头及帽盖垫圈套3019①75mm快速接头及帽盖垫圈套2020①75mm快速接头及帽盖垫圈套4021吸液器个222管钳子把823折叠式帆布水箱个124轻型钩杆个225重型钩杆个126救生绳根427橇棍根228木锯把229平板锹把4

128续表6-4-1井上消防材料库备用品表序号备用品名称单位数量备注30伸缩梯副131组装梯副132普通梯副233小靠梯副23410L泡沫灭火器个2535CO2灭火器个10368kg干粉灭火器个14371211灭火器(2L)个1438喷雾喷嘴个439泡沫灭火器起泡药瓶个5040灭火岩粉kg50041石棉毯块54220L汽油桶个14320L普通油桶个244风筒布m50045水泥t546水玻璃t147石灰t448①1/4"速接钢管节5049①1/2,速接钢管节5050中1”速接钢管节5051中100mm钢管m50052①150mm钢管m10053①200mm钢管m5054①75mm胶管m5005528KW局扇台35611KW局扇Z-x357接管工具套458①15mm胶管m500

129续表6-4-1井上消防材料库备用品表序号备用品名称单位数量备注59①10mm胶管m50060单相变压器台361电力开关台362电缆m50063轻型溜子台264探照灯盏465玻璃棉kg100066风镐台267安全带条568钢绳梯m10069①12mm镀锌钢丝绳m20070担架副271麻袋或塑料编织袋条50072潜水泵台273侦m31074料石m31075方木m3376木板m3577铁钉（2”、3"、4"）kg50

130表64-2井下消防材料库备用品表序号备用品名称单位数量备注1(P100mm消火水龙带m1002q)75mm消火水龙带m3003(p52mm消火水龙带m4004(p52mm普通消火水枪支25(p52mm喷雾消火水枪支26(pl10/75mm变径管节个47(p75/52mm变径管节个108(pl10mm喷嘴个69(p75mm喷嘴个810(p52mm喷嘴个1411分流管个312集流管个113消防阀门主柱个414斜喷消防阀门个415(P110mm垫圈套1016cp75mm垫圈套2017(P52mm型圈套4018管钳子把619救生绳根4每根长20m20撬棍根221木锯把222平板锹把423伸缩梯副12410L泡沫灭火器台2525CO2灭火器台10268kg干粉灭火器台10271211灭火器(2L)Z-x428喷雾喷嘴介429泡沫灭火器起泡药瓶个50

131续表6-4-2井下消防材料库备用品表序号备用品名称单位数量备注30灭火岩粉kg50031石棉毯块432风筒布m50033水泥t234石灰t235(pl50mm钢管m10036(pl00mm钢管m30037(p75mm钢管m50038(p75mm胶管m30039(p52mm胶管m50040(p50mm伸缩风筒m15041接管工具套142(p50mm胶管m20043(pl0mm胶管m20044安全带条545绳梯副246(pl2mm镀锌钢丝绳m20047麻袋或塑料编织袋条50048砖m31049砂「m3250方木m3251木板m3552铁钉(2”、3“、4”)kg20

132表64-3井下各机电碉室灭火器材配备表序号名称型号规格单位数量1主斜井井底10L泡沫灭火器个4CO2灭火器、配0.5m3砂箱1个个22井底车场10L泡沫灭火器个4CO2灭火器、配0.5m3砂箱1个个23井下水泵房CO2灭火器个28kg干粉灭火器个14变电所（共2个）CO2灭火器、配0.2m3砂箱4个个48kg干粉灭火器个45带式输送机机头、机尾碉室（共2个）10L泡沫灭火器个28kg干粉灭火器个26移动配电点（共4个）10L泡沫灭火器个88kg干粉灭火器、配0.2m3砂箱10个个87井下液压泵站10L泡沫灭火器个28kg干粉灭火器、配0.2m3砂箱2个个29爆炸材料发放雨室（共1个）10L泡沫灭火器个28kg干粉灭火器、配0.5m3砂箱1个个1

133第七章矿井防治水第一节矿井水文地质一、水文地质条件本区为中、低山区，新生界地层厚度小，分布零星，大部分面积为基岩裸露。沟谷和山梁有二叠系山西组和上、下石盒子组出露，煤系地层埋藏于侵蚀基面以下，地表水、地下水一般情况下含水量不大，但在河谷两侧和断层附近水量较大。区内有两条河流--崔庄河（季节性河流）和鲍寨河（常年流水性河流），属漳河水系。崔庄河位于矿区的西北部。本井田之水系属于浊漳河水系，区内主要为鲍寨河。鲍寨河：位于井田南部，经鲍寨向东流，在色头转为北东向流出本区。此外还有许多小沟谷，多为季节性河流。根据勘探报告井田内主要含水层、隔水层如下：1、主要含水层（1）中奥陶统峰峰组石灰岩岩溶裂隙含水层区内隐伏于煤系地层之下，未见出露。由石灰岩、泥质灰岩及白云岩等组成。为区内主要含水层组。以往及本次工作中未见此层，据赵庄勘探区有多个中奥陶统延伸钻孔，揭露最大厚度（2201孔）319.35m,最小为（1001孔）127.76m。部分钻孔揭穿峰峰组而进入上马家沟组。从所有揭露该含水层的情况看，多数钻孔均发育有溶隙，溶孔或溶洞等，岩溶裂隙发育。从简易水文情况看，部分钻孔均发生严重漏失。该含水层组富水性中等一强。据邻区赵庄详查报告1607孔在此层段的抽水试验资料，单位涌水量0.0045麟.01,水位标高+661.0801左右，水质类型为5044^加8型。另据高平市造纸厂供水井抽水试验资料，单位涌水量为16.83L/s.m。（2）上石炭统太原组岩溶裂隙含水层组该含水层组由K2、&、&、除四层石灰岩组成，平均总厚度为17.88m。根据钻孔揭露情况，除个别钻孔外，一般岩溶裂隙不发育。从简易水文情况看，除个别钻孔冲洗液漏失外，多数钻孔变化不明显。以往无工作量，本次区内E-1孔对此层进行了抽水试验，抽水层位位于太原组。

134单位涌水量为0.0059-0.007IL/s.m,渗透系数为0.0227-0.051lm/d,水位标高为+894.87〜+932.78m,水质类型为SO^HCCh-K+Na或SO4-K+NaCaMg型。因此该含水层富水性较弱。据邻近赵庄勘探区1607孔对&进行的抽水试验资料，单位涌水量为0.0004L/s.m,渗透系数为0.005m/d,水位标高为677.19m。水质类型为HCC>3-NaCa型。2201孔对区进行的抽水试验为抽干。(3)下二叠统山西组及上、下石盒子组砂岩裂隙含水层组为碎屑岩裂隙含水层组，井田上、下石盒子组均有出露，包括K7砂岩及3号煤层顶板砂岩裂隙含水层，构成3号煤层的充水水源。岩性以中、细粒砂岩为主，平均厚度为8.68m。钻进至该层位时，消耗量一般变化明显。据赵庄勘探区详查资料，1607、2201两孔抽水试验为：单位涌水量0.0051-0.0019L/s.mo渗透系数为0.079〜0.032m/d,水位标高为689.45〜713.24m,水质类型为HCO3-Ca-Na型或Cl-Na型。(4)基岩风化带裂隙含水层该含水层的岩性因地而异，风化裂隙发育因岩性、构造及地形控制而不同，一般发育深度在50〜80m。该含水层一般富水性差异较大。井田内未做抽水试验。据王报井田资料，单位涌水量为0.584〜0.632L/s.m。(5)松散层孔隙含水层该含水层组主要由具孔隙的亚粘土、砂、砾石等组成，区内大面积出露。水位埋藏一般较浅，主要接受大气降水补给。该含水层组渗透性好，局部含水丰富。据王报井田及布村一张店普查区等资料分析，单位涌水量0.094〜1.55L/s.m,渗透系数为0.457~4.60m/d,水质类型一般为HCO3-Ca-Mg型或HCO3-Ca型。2、主要隔水层(1)石炭系上统太原组底部及中统本溪组隔水层该层主要由具塑性的铝质泥岩、粘土质泥岩及砂质泥岩等组成，位于15号煤层底板与峰峰组顶界之间，层厚17.41〜27.96m,平均20.14m。该层组裂隙一般不发育,透水性差，隔

135断上下含水层的水力联系，一般隔水性良好。(2)上石盒子组中下部及下石盒子组隔水组该层由泥岩、砂质泥岩夹砂岩等组成，垂向分布呈平行复合结构，裂隙不甚发育,为山西组顶部的相对隔水层组。(3)太原组和山西组所含的泥岩和砂质泥岩透镜体，及松散层所含的粘土透镜体，在局部地段也起着一定的隔水作用。3、含水层补给、迳流排泄条件区内除松散层孔隙含水层、上、下石盒子组砂岩裂隙含水层有出露外，其余各主要含水层未见出露。松散含水层主要接受大气降水的补给，在降水后一定时间内，各民间水井水位有上升现象，并接受基岩风化带水及泉水的补给。以迳流方式流出区外或补给下部含水层。基岩风化带含水层和上石盒子组含水层接受大气降水的补给，沟谷地带可与松散含水层及地表水间有相互补排关系。主要充水含水层山西组、太原组接受补给条件较差。且与上覆风化带及松散层、下伏中奥陶统各含水层之间相隔一定厚度的隔水层。如从含隔水层分布的宏观组合分析，应属于平行复合结构类型，含、隔水层均处于分散隔离状态，各个含水层间的水力联系被其间隔水层所阻隔，它们之间存在着一定的水位差，不会与下伏，上覆的强含水层发生水力联系。区内地表与地下水主要以迳流为主，在断层和陷落柱附近地段定会与其他含水层发生水力联系。中奥陶统峰峰组区内未见出露，全部为各类基岩所覆盖。由于本区地处区域分水岭地带，覆盖层又较厚，故补给条件差。仅在西部边界通过庄头正断层，接受灰岩裸露区岩溶水补给，以及通过陷落柱和断裂构造带，获得上部孔隙裂隙水补给，补给来源较远，地下水迳流运动缓慢。以区内地下分水岭为界，大体沿南北两方向，分别汇集于三姑及辛安和延河三泉排泄出地表。4、矿井充水因素分析9号煤层直接充水水源为其顶板砂岩裂隙水。9号煤层底板最低标高为+816.30m,而

136奥灰水位标高为+660m左右，对比之下煤层均高于奥灰水位150〜270m之间。因此，煤层开采不受奥灰水的影响。15号煤层主要受顶板L石灰岩裂隙水充水影响，15号煤层底板最低标高为+771.23mo而与奥灰水位标高相比之下，全部煤层位于奥灰水位100m以上。因此，煤层开采不受奥灰水的影响。5、勘探区水文地质类型主要可采煤层9号煤的直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层及岩溶裂隙含水层，钻孔单位涌水量最大为0.0071L/s.m,含水性较弱，区内构造简单，主要以宽缓褶皱为主，局部有小断层，水文地质条件简单，属三类一型。在勘探区西部边界附近由于受庄头断层的影响，水文地质条件可能会变为中等〜复杂类型。15号煤层直接充水含水层为K2灰岩含水层，单位涌水量为0.0059L/s.m,富水性较小。15号煤层下伏含水层为中奥陶统岩溶含水层，含水性一般较强，水头压力大，含水差异性极大，由于煤层底板高出奥灰水位100m以上，对煤层开采影响不大。在西部边界附近，由于断层影响对煤层开采威协，因此，在勘探区西部的岩溶较强发育地段，水文地质条件简单〜中等，属三类一型〜三类二型。区内各主要充水含水层为裂隙承压含水层和岩溶裂隙承压水，含水性受裂隙、岩溶发育程度控制。可能会造成局部富水或沟通与强含水层的水力联系，构成局部地段水文地质条件复杂化。6、矿井涌水量预测根据《山西潞安矿业集团慈林山煤业有限公司9、15号煤层勘探地质报告》及建设单位对邻近矿井的调查，并参照矿井的实际情况，预计矿井正常涌水量取200m3/h,最大涌水量取350m3/h。二、水患类型及威胁程度1、3号煤采空区积水对井下开采的影响分布在慈林山煤矿井田内及周围小煤矿共有13座，其中正在开采的煤矿有6座，因不具备生产条件被关闭的有7座。

13713座小煤矿在井田内7座（其中6座关闭，1座生产小煤矿与慈林山煤矿留设有安全隔离煤柱），井田外6座，各矿井均开采3号煤层，没有发生过洪水淹没矿井现象，生产期间涌水量正常，井下未发生过透水事故。井田内及周边小煤矿见表7-1-1。井田内及周边小煤窑范围见表7-1-2。相邻矿井位置见图7-怪1。表7-1/井田内及周边小煤矿一览表序号位置煤矿名称生产现状1井田内李家沟煤矿0.15Mt/a,与慈林山煤矿留设有安全隔离煤柱2和平庄煤矿0.15Mt/a,2005年关闭3西马户煤矿0.02Mt/a,1996年关闭4东马户煤矿0.03Mt/a,2003年关闭5峪则煤矿0.03Mt/a,2003年关闭6董家沟煤矿已关闭7庄头村煤矿已关闭8井田外鲍寨煤矿0.09Mt/a,与慈林山煤矿留设有安全隔离煤柱9龙塘煤矿0.09Mt/a,与慈林山煤矿留设有安全隔离煤柱10色头煤矿1.2Mt/a,与慈林山煤矿留设有安全隔离煤柱11色镇二矿0.09Mt/a,与慈林山煤矿留设有安全隔离煤柱12柳叶沟矿0.01Mt/a,1992年关闭13东镇一矿0.03Mt/a,已关闭由于勘探报告中未明确对周围13个小煤矿的采空区范围及积水情况，设计建议下一步工作中应加强对周边小煤矿的调查、实测和研究，明确周边小煤矿的采空区范围及积水情况，便于本矿井在采掘工作中准确地掌握探放水实施地点，同时也要加强对本矿井及其它矿井的采空区积水的实测和观查，掌握其动态。

138表7-1-2井田内及周边小煤窑范围表序号小窑名称边界范围1重家沟煤矿1.X=3982159.36Y=401769.422.X=3982143.99Y=402269.063.X=3981544.43YM02250.624.X=3981559.79Y=401750.982李家沟煤矿1.X=3983130.20Y=403699.712.X=3983116.36Y=404149.383.X=3982087.12Y=404117.714.X=3982100.95YM03668.043东马户煤矿l.X=3983151.72Y=403000.222.X=3983131.73Y=403649.753.X=3982102.49YM03618.084.X=3982412.41Y=403297.545.x=3982422.25y=402977.784庄头煤矿1.X=3984101.96YM02349.312.X=3984091.81Y=402679.083.X=3983792.03YM02669.854.X=3983802.18Y=402340.095鲍寨煤矿1.X=3980291.28Y=402734.192.X=3979904.56YM02722.303.X=3979876.80Y=403039.514.X=3980277.51Y=403181.866和平庄煤矿1.X=3981987.19YM04114.642.X=3981981.04YM04314.493.X=3981395.78Y=404156.464.X=3981411.76Y=403636.845.x=3981794.72y=403868.667色头煤矿l.X=3980030Y=196716002.X=3979480Y=196716003.X=3979480Y=196711704.X=3978000Y=196707205.X=3978000Y=196730006.X=3977900Y=196730007.X=3977900Y=196734008.X=3978300Y=196734009.X=3978300Y=1967350010.X=3978700Y=1967350011.X=3978700Y=1967435012.X=3977500Y=1967435013.X=3977500Y=1967470014.X=3978500Y=1967470015.X=3978500Y=1967535016.X=3977800Y=1967535017.X=3977800Y=1967510018.X=3977500Y=1967510019.X=3977500Y=1967600020.X=3978500Y=1967600021.X=3978500Y=1967570022.X=3978900Y=1967570023.X=3978900Y=1967555024.X=3979030Y=1967555025.X=3979030Y=1967500026.X=3979670Y=1967500027.X=3979670Y=1967483028.X=3980090Y=1967483029.X=3980090Y=1967513030.X=3980290Y=1967513031.X=3980290Y=1967555032.X=3981000Y=1967555033.X=3981500Y=1967407534.X=3981396Y=1967384635.X=3981057Y=1967374036.X=3981057Y=1967342237.X=3981196Y=1967342238.X=3981000Y=1967300039.X=3980035Y=196729158峪则煤矿1.X=3981471.41Y=402998.532.X=3981263.10Y=402942.123.X=3981205.30Y=403520.464.X=3981007.60YM03444.375.x=3980989.00y=404048.926.x=3981356.12y=404145.237.x=3981355.34y=403195.018.x=3981465.26y=403198.399西马户矿l.X=3983329.90YM02085.502.X=3983316.99YM02505.203.X=3982897.29Y=402492.284.X=3982910.21Y=402072.5910龙蛾煤矿1.X=3985242.49YM03964.772.X=3985220.96YF04665.253.X=3984671.36Y=404647.334.X=3984692.89Y=403947.8511东田良1.X=3984635.24YM04196.132.X=3984619.86Y=404695.763.X=3983770.49Y=404669.614.X=3983785.87Y=404169.9812柳叶沟煤矿1.X=3983733.29YM04578.452.X=3983725.91YM04818.173.X=3982766.62Y=404788.754.X=3982783.84Y=404229.175.x=3983263.48y=404243.936.x=3983253.64y=404563.6913色头镇二矿1.X=3980995.61Y=403834.082.X=3980980.24Y=404333.713.X=3980430.65Y=404316.814.X=3980399.30Y=405336.065.x=3989749.79y=405316.086.x=3989764.23y=404846.437.x=3980196.20y=403809.50

139♦」赵庄井田1图7-1-1相邻矿井分布图根据勘探地质报告，3号煤层采空区积水主要集中在向斜轴部及低洼地带，积水量为采空区一半。采空区面积约为1.33km2,积水量为292万t。矿井延深后开采9、15号煤层，9、15号煤层开采后将产生导水裂隙带，本次设计对其导水裂隙带是否波及3号煤层采空区进行了计算分析。9号煤层由于开采形成的导水裂隙，可能沟通跖石灰岩含水层及上覆其它各含水层，甚至可能沟通3号煤采空区积水。地质报告中对其导水裂隙高度按下面公式进行计算。„100M一Hf=+5.13.3/1+3.8Hl导水裂隙带（包括冒落带最大高度）M一煤层厚度（取0.51-1.63m）n—煤分层开采层数（取1）其计算结果，9号煤层开采产生的导水裂隙带最大高度为12.28~28.06m。9号煤与上覆3号煤层平均间距56.34m,与上覆K5石灰岩平均间距21.73m,因此，正常情况下9

140号煤的开采不受3号煤采空区的影响，但受K5石灰岩含水层影响，此层含水层富水性弱，对开采影响不大。15号煤层开采产生的导水裂隙带高度如达到上覆各含水层时，还将受其岩溶裂隙水充水影响。其导水裂隙高度按下面公式计算。„100M一Hf=+5.13.3m+3.8Hl导水裂隙带（包括冒落带最大高度）M—煤层厚度(取1.80-4.41m)n—煤分层开采层数（取1）经计算全井田15号煤层一次采全高开采时产生的导水裂隙最大高度为30.4567.20m。15号煤与上覆3号煤层平均间距97.7m,因此，15号煤的开采不受3号煤采空区的影响，但受上覆K2，2，降,&四层石灰岩含水层的影响，此含水层富水性弱，对开采影响不大。2、9号煤层采空区对15号煤层开采的影响15号煤层开采后产生的导水裂隙带高度为30.45〜67.20m,其导水裂隙带将波及9号煤层采空区，因此15号煤层开采必须采取相应措施保证矿井的安全生产不受9号煤采空区积水的威胁。3、河流对井下开采的影响根据地形图鲍寨河井田内标高约为+1030〜+1050.0m,其F9煤煤层埋深为110〜200m,经对9号煤层开采后导水裂隙带高度计算，其最大数值为28.06m,15煤导水裂隙带最大高度为67.20m,9煤与15煤煤层平均间距41.39m,均小于埋深，一般不致造成河水导入井下，即对井下开采无影响。但考虑到地质报告中未提及该河流底板标高，且该区域陷落柱发育，是否导水存在不确定性，设计确定对鲍寨河留设保护煤柱。煤柱留设方法：在河流河道宽度基础上，按最高洪水位外扩10m后，按地表水体煤柱留设方法留设表土层及岩层移动角参数确定如下：w=40°8=70°3=70°-0.6a,a为煤层倾角Y=70°o经计算，河流保护煤柱宽度：9煤宽度为85m,15煤宽度为100m。4、煤层底板突水分析

141⑴煤层底板及下覆强含水层条件中奥陶统峰峰组石灰岩岩溶裂隙含水层隐伏于煤系地层之下，未见出露。由石灰岩、泥质灰岩及白云岩等组成。为区内主要含水层组。以往及本次工作中未见此层，据赵庄勘探区有多个中奥陶统延伸钻孔，揭露最大厚度(2201孔)319.35m,最小为(1001孔)127.76m。部分钻孔揭穿峰峰组而进入上马家沟组。从所有揭露该含水层的情况看，多数钻孔均发育有溶隙，溶孔或溶洞等，岩溶裂隙发育。从简易水文情况看,部分钻孔均发生严重漏失。该含水层组富水性中等一强。据邻区赵庄详查报告1607孔在此层段的抽水试验资料，单位涌水量0.00451^.01,水位标高+661.0801左右，水质类型为SO4-Ca-Mg型。另据高平市造纸厂供水井抽水试验资料，单位涌水量为16.83L/s.mo(2)9号煤层底板突水分析①9号煤开采对底板破坏深度的计算Hi=7.9291In(L/24)+0.009H+0.0448a-0.3113f式中：H.——底板破坏深度，m；H工作面采深，m；L——工作面斜长，设计为150m；a——煤层倾角，°;f——底板岩石坚固性系数，根据本矿井实际，设计取5。则：乩=11.8〜13.2m,即9号煤从浅部至深部，底板破坏深度为11.8〜13.2m。②底板突水条件开采煤层底板至奥灰顶界面间距应大于奥灰水渗透带、奥灰突水破坏带及底板矿压破坏带之和。即：Ha>H1+H2+H3式中：Ha煤层底板至奥灰顶界面间距，9煤层Ha为150〜270m；H,——底板矿压破坏带，m；H2——奥灰突水破坏带，由于井田内无带压开采区域，故该值取H2=0m；H：)——

142奥灰水渗透带，由于石炭系上统太原组底部及中统本溪组隔水层裂隙一般不发育，透水性差，隔断上下含水层的水力联系，隔水性良好。故设计取H3=0oHa>H1+H2+H3=ll.8-13.2m由上述计算知：9号煤开采不受奥灰水突水威胁。⑶15号煤层底板突水分析①15号煤开采对底板破坏深度的计算乩=7.9291In(L/24)+0.009H+0.0448a-0.3113f则：H.=12.0~13.5m,即15号煤从浅部至深部，底板破坏深度为12.0〜13.5m。②底板突水条件由于15号煤层无带压开采区域及下覆稳定隔水层，故Ha=100m>H1+H2+H:)=12.0-13.5m由上述计算知：15号煤开采时，不受奥灰水突水威胁。5、断层及陷落柱导水井田断层有庄头正断层、慈林山正断层、反坡正断层及K断层四条断层。井田内共21个小型陷落柱。由于断层及陷落柱构造的影响，在受采动影响时，将减弱断层的阻水性能，可能使断层成为沟通含水层的通道。因此设计断层及陷落柱均留设保护煤柱。6、封闭不严钻孔情况地质报告中未提及钻孔封闭情况，设计建议在靠近钻孔时必须确定探水线进行探水。三、矿井水文安全条件评价1、对水文地质基础资料来源及可靠性评价本井田水文地质资料基本来自地质勘探报告，地质报告基本查明了井田含水层和隔水层岩性、厚度以及其水力联系，作为矿井生产初期，9号煤的开采基本满足要求。2、存在问题及建议

143（1）增强对断层及陷落柱的探测和研究，以便更好地指导生产。（2）由于地质报告中未明确对周围13个小煤矿的采空区范围及积水情况，设计建议下一步工作中应加强对周边小煤矿的调查、实测和研究，明确周边小煤矿的采空区范围及积水情况，便于本矿井在采掘工作中准确地掌握探放水实施地点，同时也要加强对本矿井及其它矿井的采空区积水的实测和观查，掌握其动态。（3）地质报告中未提及钻孔封闭情况，设计建议在靠近钻孔时必须确定探水线进行探水。（4）建议采取综合勘探手段查清导水构造（断层、陷落柱）的具体位置、大小和性质，以便留足隔离防水煤柱。第二节矿井防治水措施结合本矿井的水文地质条件，确定采用“以防为主”的防治水措施。一、矿井开拓、开采采取的安全保证措施井下开拓、开采巷道布置时，考虑到本矿井采空区的影响，新掘巷道与采空区之间留设了防水煤柱，以避免采空区的积水进入巷道中，发生突水事故。本区的断层带和陷落带导水情况不明，因此在断层和陷落柱附近的裂隙发育带，可能成为沟通各含水层的通道，应引起高度的注意。因此在断层和陷落柱密附近，应采取探水前进、留设防水煤柱等措施，防止透水事故的发生，确保矿井安全生产。地质报告中未提及钻孔封闭情况，在靠近钻孔时必须确定探水线进行探水。二、防水煤柱的留设本井田的防水安全煤柱主要包括采空区防水煤柱、井田境界煤柱、陷落柱煤柱、断层煤柱、地面建筑物、地表水体防水煤柱、南北翼大巷煤柱。1、断层及陷落柱煤柱勘探报告中各个断层导水性质不明，断层及陷落柱附近的裂隙发育带，当补给条件好时，富水性有可能增强，可能会使不同的含水层发生水力联系。因此，设计暂按留设断层煤柱考虑。根据工程类比法，参照相邻相似条件矿井，落差大于100m的断层两侧各留80m,落差50〜100m的断层两侧各留50m,落差30〜50nl的断层两侧各留30m,落差小于30m的断层两侧各留15m

144。陷落柱留设20~30m的保护煤柱。待查明断层及陷落柱的具体导水性质后，根据实际调整断层及陷落柱安全煤柱。2、井田境界煤柱井田境界煤柱宽度按40m留设，境界线两侧各留20m。3、村庄及其他保护煤柱本矿井地面村庄及建筑物较多，在开采3号煤层时均已留设了保护煤柱。设计认为，由于下覆煤层较薄，储量较少，实施村庄搬迁或村庄下采煤是否能取得经济效益,尚需进行专题论证，故仍按留设保护煤柱考虑，暂不进行开采。基于同样的原因，铁路、河流等也按留设安全煤柱考虑，凌志达煤矿铁路专用线维护带宽度按20m留设。煤柱留设参数为：表土段移动角按45。计算，基岩段岩石移动角按70。计算。4、采区边界及大巷煤柱根据邻近矿井生产经验，大巷两侧各留30m的保护煤柱煤柱。采区边界煤柱为两侧各5m。5、河流保护煤柱煤柱留设方法：在河流河道宽度基础上，按最高洪水位外扩10m后，按地表水体煤柱留设方法留设。表土层及岩层移动角参数确定如下：W=40°8=70°8=70。-0.6a,a为煤层倾角Y=70°。经计算，河流保护煤柱宽度：9煤宽度为85m,15煤宽度为100m。三、井下探放水措施本矿井9、15号煤层开采均一定程度上受上部煤层采空区的影响，其中9号煤层经计算受

1453号煤层采空区积水的影响较小，15号煤层受9号煤层采空区积水的影响较大。因此，9、15号煤层均应加强对上部采空区的探查，防止通过构造带导通采空区。同时，15号煤层在开采时，应采取探放9号煤层采空区积水的措施，保证15号煤层的安全生产。采空区积水的排放防治水措施的重点是采掘工作中的探放水措施。1、井下探放水原则矿井必须作好水害分析预报工作，坚持''有疑必探、先探后掘、先探后采”的积极探放原则。探水或接近积水区域掘进巷道时，必须编制探放水设计，并采用防止瓦斯和其他有害气体危害等的安全措施。采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线进行探水：1）接近含水断层、导水断层、陷落柱时。2）接近强含水层时。3）接近未封闭或封闭不良的导水钻孔时。4）接近各类防水煤柱或打开隔离煤柱放水时。5）接近水文地质条件复杂或水文地质条件不清的区域，或有出水征兆时。6）采动影响范围内有承压水等又存在隔水岩柱厚度不清时。7）接近小煤矿边界时。8）接近水淹区或情况不明井巷、老空时。9）采、掘工程接近其他可能突水段时经探放水确认无突水危险后，方可掘进。2、井下探放水措施1）采掘工作面探水前，必须编制探放水设计，确定探水警戒线，并采取防止瓦斯和其他有害气体危害等安全措施。探水眼的布置和超前距离，应根据水头高低、煤（岩）层厚度和硬度等确定。探放水设计由地测部门提出，煤矿总工程师审定，严格按设计进行探放水。

1462）探放水钻孔的布设必须遵循以下原则：⑴探放老空水、陷落柱水和钻孔水等，探水钻孔应成组布设，并在巷道前方的水平面和竖直面内呈扇形。钻孔终孔位置以满足平距3m为准，厚煤层内各孔终孔的垂距不得超过1.5m。⑵探放断裂构造水、岩溶水等钻孔，必须沿掘进方向的前方及下方布置。底板方向的钻孔不得少于2个。⑶煤层内原则上不得探放高于IMPa的充水断层水、含水层水及陷落柱水等，如确实需要，可先建防水闸墙，并在闸墙外向内探放水。（4）上山探水时，一般应双巷掘进，其中一条超前探水、汇水，另一条用来安全撤人。双巷间每隔30〜50m掘一联络巷并设挡水墙。⑸探水钻孔除兼作堵水或疏水用钻孔外，终孔孔径一般不得大于75mm。（6）探水钻孔超前距离和止水套管长度应符合以下要求：探放老空积水的超前钻距，应根据水压、煤（岩）层厚度和强度及安全措施等情况确定，但最小水平钻距不得小于30m,止水套管长度不得小于10m。沿岩层探放含水层、断层和陷落柱等含水体时，按表7-2-1确定探水钻孔超前距离和止水套管长度。表7-2-1岩层中探水钻孔超前钻距和止水套管长度水压(MPa)钻孔超前钻距（m）止水套管长（m）<1.0>10>51.0-2.0>15>102.0-3.0>20>15>3.0>25>203）井下探放水必须使用专用的探放水钻机，严禁使用煤电钻探放水。4）在安装钻机探水前，必须遵守下列规定：⑴加强钻孔附近的巷道支护，背好帮顶，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板。

147⑵清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，必须配备与探放水量相适应的排水设备。⑶在打钻地点或其附近安设专用电话。（4）依据设计，确定主要探水孔位置时，应由测量人员进行标定。负责探放水工作的人员必须亲临现场，共同确定钻孔方位、倾角和钻孔布置数目以及钻进的深度。⑸在预计水压大于0.IMPa的地点探水时，应预先固结套管，套管口应安装闸阀，套管深度必须在探放水设计中规定；应预先开掘安全躲避嗣，规定撤人的避灾路线等安全措施，要使施工人员人人皆知。（6）钻孔内水压大于1.5MPa时，应采用反压和有防喷装置的方法钻进，并有防止孔口管和煤（岩）壁突然鼓出的措施。5）探放水钻进时发现煤岩松软、片帮、来压或钻眼中水压、水量突然增大和顶钻等异常时，必须立即停止钻进，但不得拔出钻杆。要立即向矿调度室汇报，派人监测水情。如发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施,进行处理。6）探放老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。探放水孔必须钻入老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。钻孔接近老空，预计可能有瓦斯或其它有害气体涌出时，必须有瓦斯检查工或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其它有害气体浓度超过有关规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时处理。7）钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量，防止淹井；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量和水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。8）钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异常现象时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人应立即向矿调度室报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施进行处理。3、探放水设备采煤工作面每条工作面巷道配备1台TXU-150型探水钻机，共布置2台TXUT50型

148探水钻机；综掘工作面配备1台TXUT50型探水钻机；普掘工作面各考虑配备1台TXU-75型探水钻机。⑴TXUT50型探水钻机技术参数如下：钻孔深度150m钻杆直径50mm最大转速340r/min最大转矩640N•m最大推进力40kN电机功率15kW⑵TXU-75型探水钻机技术参数如下:钻孔深度75m钻杆直径50mm最大转速340r/min最大转矩640N•m电机功率4kW4、探放水内容及措施的制定矿井必须严格执行《矿井水文地质规程》和《煤矿防治水条例》，制定探放水制度。探放水针对对象的不同，探放水的方法和措施也不尽相同，在生产过程中，必须根据探放水的对象制定具体的措施来实施。5、注浆堵水措施注浆堵水主要是封堵导水通道（导水断层、导水陷落柱、导水裂隙、导水旧钻孔）。针对本矿井的具体条件，设计确定一般情况下应采用工作面注浆，注浆主材料为无机类水泥浆。注浆钻机型号与探水钻机型号一致，即采用TXU-75型；注浆泵采用KBY-50/70型，泵压为7MPa。本矿井注浆堵水的主要目标为杜绝爆发型突水事故和大水量突水事故的发生。四、安全出口及防水设施

149矿井主井、副井、风井均为斜井，作为矿井的三个安全出口。井下主排水泵房有两个出口，管子道通到副斜井井筒并高出泵房地面7m以上，另一个出口通到井底车场，主排水泵房与井底车场的通道内设置有密闭门。本矿井水文地质条件简单，正常情况下，突水的可能性较小，矿井防水设计不考虑设置防水闸门及应急排水设施。水灾时的避灾原则是人往高处走（有安全出口处），水灾避灾线路：回采工作面一工作面回风巷-9煤南翼、北翼辅运大巷（带式输送机大巷）一集中回风斜巷（进风行人通道、井底车场）一回风斜井（主斜井、副斜井）一地面。五、井下排水（-）矿井排水设施矿井采用直接排水系统，在15煤井底车场附近建有主排水泵站。矿井涌水流入主水仓，再通过主排水设备沿副斜井排至地面井下水处理站。1、设计依据矿井正常涌水量200m3/h矿井最大涌水量350m3/h井筒倾角18°排水高度195m（包括地面附加扬程）排水管路长2、设备选择925m1）水泵必需的排水能力Q怖2200XL2=240m7hQ被大，350XL2=420m7hH>195+5=200m式中：5—吸水高度。根据水泵必须的排水能力，设计选用MD280-43X6型矿用耐磨多级离心泵三台，配YB2型防爆电动机，355kW、6kV.1480r/mino正常涌水时，一台工作，一台备用，一

150台检修。最大涌水时，两台工作，一台检修。考虑后期涌水量可能增大，在泵房内预留一台水泵的位置。排水管路选用D245X7无缝钢管两趟，正常涌水时，一趟工作，一趟备用；最大涌水时，两趟工作。排水管路沿副斜井敷设。泵房内管路采用法兰联接，井筒及地面管路采用套管焊接联接。水泵的灌注引水方式采用ZPBZ型喷射泵，以排水管路中的压力水为能源，以压缩空气为备用能源。为消除水锤的影响，在水泵出口装设多功能泵控阀。2）管路阻力损失计算排水管路：干管D245X7支管D219X6吸水管D377X9⑴干管阻力损失h=4(£句)V2=4(ZQQ?'-42g—2d：(900x02g式中：大i—水与管壁摩擦阻力系数，入［=0.0293；1一干管计算长度，等于实际长度加上各种管件和阀的阻力损失等值长度，m,见表7-2-2；d,一干管内径，m,di=0.231m；匕一干管内水流速度，m/s,y=__丝_=g...o1乃42x3600900万42贝脑=2.7744x1(F*q2表7-2-2管件等值长度计算表序号名称数量等值长度(m)合计(m)1干管D24590°弯头7个1.9213.442直流三通2个7.6915.383单流三通1个15.3915.394异径管1个7.697.695直管925m925925合计976.9

1516支管D219闸阀21.643.287止回阀136368单流三通113.1613.169直管555合计57.4410吸水管D37790°弯头13.43.411偏心异径管113.613.612吸水滤网1181813直管555合计40⑵支管阻力损失h_4（ZG）片_4（ZLj2）Q2~d2~2g~~2d^~（900x-）2g式中：入2—水与管壁摩擦阻力系数，入2=0.0304；Ljz一支管计算长度，等于实际长度加上各种管件和阀的阻力损失等值长度，m,见表7-2-1；dz—支管内径，m,d2=0.207m；V2—支管内的水流速度，m/s,y-一丝一=—Q—。2idJx36OO900万贝m=2.9292x10-5q2⑶吸水管阻力损失h=4（1>,3）v,2=4（ZG）Q2'-&27--~（9OOx/r）2g式中：入3—水与管壁摩擦阻力系数，入3=0.0258；L」：,一吸水管计算长度，等于实际长度加上各种管件和阀的阻力损失等值长度，m,见表7-2-1；d3—吸水管内径，m,d；i=0.359m；V3—吸水管内的水流速度，m/s,v=一丝一=——o3^-J32x36OO900^-J,2贝m=L1034x10“Q2根据以上计算，排水系统总的阻力损失为：新管h=h,+h2+h3=3.078X10'Q2

152淤积h'=1.7h=5.233X10V3、水泵运行工况点1）排水管网特性曲线方程新管H=200+3.078X10'Q2淤积H'=200+5.233X10赞2）水泵运行特性曲线见图7-2-1。3）水泵运行工况见表7-2-3。表7-2-3水泵运行工况表流量(nr7h)扬程（m）效率（％）新管339235.478淤积30624979

1534、电动机校验电动机轴功率N10000x339x235.41000x3600x0.78x0.98=289.99攵W电动机富余系数k=355/289.99=1.22根据以上计算，所选电动机满足要求。图7-2-1水泵运行特性曲线5、排水能力校验正常涌水时一台水泵一趟管路工作，按管路淤积后计算排水时间为:T,=200X24/306=15.69h最大涌水时两台水泵两趟管路工作，按管路淤积后计算排水时间为:T2=300X24/(2X306)=13.73h6、管路壁厚校验

154S=3'+c(cm')d'=(cm)2.3x([ct]^-6.4)+PPxR式中：D»一管子外径(cm)；P一计算管段的最大工作压力(MPa),P取2.5MPa；［。］一管材许用应力(MPa),政95MPa；9一管子焊缝系数，°=1;3'—管子计算壁厚(cm)；c一计入制造负偏差和腐蚀的附加厚度(cm),c=0.15(8+1)cmo=0.297(c/n)2.5x24,52.3x(95xl-6.4)+2.5c=0.15x(0.297+1)=0.195(cm)S=0.297+0.195=0.492(cm)即6=4.92mm(7mm根据以上计算,所选管路的壁厚满足要求。7、附属设施泵站内的配水井及吸水井上方铺设花纹钢板，水泵与电机之间的联轴器装有防护罩。为便于设备的安装和检修，泵站内每台设备上方设有固定起重梁。8、主排水系统见图7-2-2。

155图7-2-2主排水系统图（-）井下排水工程1、井下主排水泵房针对本矿井的特点，对井下主排水泵房及水仓的设置提出了两个方案进行比选：一方案：在9、15号煤分别设置井下主排水泵房及水仓。二方案：在15号煤集中设置井下主排水泵房及水仓。本矿井水文地质条件简单〜中等，9、15号煤层间距较小，仅为41.39m,集中在15号煤层布置井下主排水泵房及水仓能满足矿井排水的要求，系统简单，节省投资;若分煤层布置井下主排水泵房及水仓，井巷工程量大，设备投资高，且初期矿井开采9号煤层，但矿井水平直接延深至15号煤，15号煤设井底车场及井下主变电所等巷道及嗣室，仍需设设排水设备。因此，设计井下主排水泵房布置在15号煤井底车场附近，与中央变电所联合布置，主排水泵房设有1条通道及一条管子道，管子道与副斜井相连，管子道上口平台距离主排水泵房底板7m。9号煤层涌水通过9号煤井底车场巷道，通过副斜井水沟直接流入15号煤层主水仓。9号煤层不再设置水平的泵房及水仓。在9号煤层最低处，设计考虑布置盘区水泵房及水仓，通过管路将低处的矿井涌水排至9号煤井底车场巷道，通过副斜井水沟直接流入15号煤层主水仓。2、井下主水仓

156为方便清理，井下主水仓采用甲、乙水仓布置方式。本矿井的正常涌水量为200m3/h,主水仓有效容量按8h正常涌水量考虑，水仓需要的有效容积为8X200=1600m)设计水仓净断面积7.6n?,有效断面按80%计算,水仓长度为264m,根据平面布置，设计实际长度为300m,实际有效容积为1824m：'。井下水仓的清理采取人工清理的方法。六、地表水防治措施(-)地表水防治设计依据1、防洪标准及防洪堤设计频率要求根据《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005)规定井口设计频率为1/100,校核频率为1/300；工业场地防洪设计频率l/100o2、地形、水系及汇水面积井田内河流情况最大洪水流量、洪水位标高等原始资料。本井田之水系属于浊漳河水系，区内主要为鲍寨河。鲍寨河：位于井田南部，经鲍寨向东流，在色头转为北东向流出本区。此外还有许多小沟谷，多为季节性河流。本场地位于一山坡坡地，地势较高，高差较大，场地雨水排放及时，附近无河流,不受内涝和河流洪水威胁。场地西北侧有一农村灌溉用水塘，经矿方调查，现已干涸停用。对矿井开采活动无影响。根据上面河流保护煤柱的计算可知，设计确定对鲍寨河留设保护煤柱。(-)地表水防治1、每年雨季前要组织一次防洪检查，矿井各井口要制定防洪措施，防止洪水入井。2、每年雨季前要制定地面水沟清理计划，并按计划清理地面水沟。3、因井下工作面回采造成的地面塌陷、裂缝、塌陷坑等要定期检查，并在春秋两季组织充填。4、地面防、排水工作是防止与减少地表水大量流入、渗入矿井的重要措施，堵塞涌水通道和排除地面积水工作要进行调查研究，摸清情况，督促落实计划。5、使用中的钻孔，必须安装孔口盖。报废的钻孔必须及时封孔。

1576、在井下采取加大工作面排水系统排水能力和加强水文地质观测等有效手段，进行综合防治。7、回采结束后要及时在工作面所有巷道出口处设挡水密闭墙进行挡水。8、在雨季和降雨以后要及时收集当地气象资料，跟踪观测河流流量和工作面涌水量变化情况，发现问题要及时处理，确保安全。9、加强观测，特别是雨季前后，要增加观测次数，提高警惕，当水位高于最高洪水位时，向上级部门和地方政府发出警报。七、老窑、老空水导水的防范措施1、3号煤层采空区对9、15号煤层开采的影响根据勘探地质报告，3号煤层采空区积水主要集中在向斜轴部及低洼地带，积水量为采空区一半。采空区面积约为1.331;0?,积水量为292万t。矿井延深后开采9、15号煤层，9、15号煤层开采后将产生导水裂隙带，本次设计对其导水裂隙带是否波及3号煤层采空区进行了计算分析。9号煤层由于开采形成的导水裂隙，可能沟通除石灰岩含水层及上覆其它各含水层，甚至可能沟通3号煤采空区积水。地质报告中对其导水裂隙高度按下面公式进行计算。出一导水裂隙带（包括冒落带最大高度）M—煤层厚度（取0.51-1.63m）n-煤分层开采层数（取1）其计算结果，9号煤层开采产生的导水裂隙带最大高度为12.28〜28.06m。9号煤与上覆3号煤层平均间距56.34m,与上覆K5石灰岩平均间距21.73m,因此，正常情况下9号煤的开采不受3号煤采空区的影响，但受K5石灰岩含水层影响，此层含水层富水性弱，对开采影响不大。15号煤层开采产生的导水裂隙带高度如达到上覆各含水层时，还将受其岩溶裂隙水充水影响。其导水裂隙高度按下面公式计算。

158Hl导水裂隙带（包括冒落带最大高度）M一煤层厚度（取1.80-4.41m）n—煤分层开采层数（取1）经计算全井田15号煤层一次采全高开采时产生的导水裂隙最大高度为30.45-67.20m。15号煤与上覆3号煤层平均间距97.7m,因此，15号煤的开采不受3号煤采空区的影响，但受上覆K2，冷，K4，除四层石灰岩含水层的影响，此含水层富水性弱，对开采影响不大。2、9号煤层采空区对15号煤层开采的影响15号煤层开采后产生的导水裂隙带高度为30.45〜67.20m,其导水裂隙带将波及9号煤层采空区，因此15号煤层开采必须采取相应措施保证矿井的安全生产不受9号煤采空区积水的威胁。3、3号煤层采空区导水的防范措施根据地质报告中计算结果，9、15号煤层开采后导水裂隙带均不能波及到3号煤层采空区，但不排除9、15号煤层开采后通过断层及陷落柱导通3号煤层采空区的可能，因此所有断层及陷落柱均按留着防水煤柱考虑。4、3号煤层采空区探放水由于地方小窑生产管理、技术管理不正规，采空区范围的准确性很差，如果生产中不加强探测，误穿老空区其积水将对本矿井生产带来极大威胁。因此，矿井在生产建设期间，应加强对区内老空区的探查，探查手段为巷道掘进过程中在临近老空区、构造带或井田边界时，利用掘进工作面配备的探水钻机向可疑区域打钻，在认为不会形成老空突水威胁时再掘进。由于3号煤层采空区的存在，3号煤层距9号煤层间距38.45〜64.20m,平均间距56.34m,9号煤层厚度0.36〜1.63m,平均厚度1.27m,两层煤平均间距大于9号煤层平均厚度的40倍，按照探水原则，本矿井在生产时可不进行探水工作，但考虑到煤层厚度变化，岩层赋存不稳定，采空区积水始终对矿井下煤组生产存在安全隐患，设计确定在9号煤层采掘过程中，对3号煤层采空区进行探放水。由于两煤层间距大于20m,9号煤层具备探水及排水条件，设计确定开采9

159很高煤层时采用隔层探水（穿层探水）的探放水方法3号煤层采空区积水进行探放水工作。在9号煤层巷道内向3号煤采空区打探放水孔，将水位高于探放水孔孔口位置的3号煤层老空水放出来，必须埋好孔口的安全装置，孔口安全装置由孔口管、泄水测压三通、孔口水门和钻杆逆止阀。放水后应注意钻孔堵塞情况，防止重新积水。探水前，必须编制探放水设计，确定探水警戒线，并采取防止瓦斯和其他有害气体危害等安全措施。探水眼的布置和超前距离，应根据水头高低、煤（岩）层厚度和硬度等确定。探放水设计由地测部门提出，煤矿总工程师审定，严格按设计进行探放水。其它如探放水钻孔布置（超前距、帮距、钻孔间距、钻孔孔径、钻孔数量等）应根据现场实际情况确定。2、9号煤层采空区导水的防范措施矿井后期开采15号煤层时，将受9号煤层采空区积水的威胁。因此，矿井在15号煤生产建设期间，应加强对9号煤层老空区的探查，探查手段同3号煤层采空区导水的防范措施。八、矿井中长期防治水规划为贯彻《煤矿安全规程》，杜绝重大水害事故发生，保障员工安全，保证矿井经济持续、稳定发展，制定矿井中长期综合防治水措施。（-）组织领导矿井建立健全完善的防治水管理组织体系，建立以矿长为组长、总工程师、主管副总为副组长，地测科，安监、设计及相关生产单位负责人为成员的防治水安全管理领导小组。小组成员分工明确、职责清晰。1、长对矿井防治水工作负领导责任，实行全面领导，定期分析研究解决防治水工作中的问题，检查各项防治水工程进展情况，在人力、物力、资金等方面给予保证。2、矿总工程师对矿井防治水工作负技术责任，直接领导矿井防治水工作，为防治水患提供技术保证。3、矿地测科是矿井防治水业务保安部门，按照业务保安责任制度和有关规程规定开展工作，并对预防重大水患事故负业务保安责任。

1604、设计部门要将防治水工作列入设计内容，在工程设计中充分考虑水害隐患防治。5、各采掘区（队）长对本区（队）的防治水安全措施的落实负第一责任，班组长对本班组的防治水安全措施的落实负直接责任。6、矿安监部门负责对防治水的安全技术措施的落实进行监督检查，并配备专职防治水安全监察员。（-）建立健全防治水管理制度1、矿井防治水例会制度⑴矿井每月组织召开一次防治水管理例会，并有会议记录，要求记录清楚，内容全面，该项工作由防治水管理小组组长负责。⑵防治水例会内容：贯彻落实上级指令、指示、精神；分析当前防治水管理工作中存在的问题，解决防治水管理中技术难题；防治水事故案例分析；学习国内外防治水方面的新技术、新工艺、新方法和先进管理经验等。2、水害隐患定期排查制度⑴矿井每月由地测科负责组织区水害隐患排查会，对所有采、掘、开工作面进行水害排查，对存在水害的重点工作面制定防治水措施，并把排查结果汇总发布，各单位按照要求整改。⑵矿井主抓防治水副总每半月组织一次水害隐患排查，矿地测科科长或主管科长每周组织一次水患排查，根据当月采掘开工作面计划分析可能存在的水害问题，要求有矿、科两级排查记录，记录要详细，整改措施要具体，责任人、整改时间整改程度要明确，并安排查等级管理权限逐级上报。3、水害预测预报制度⑴矿地测科要严格按《煤矿防治水规定》的要求，根据采掘开衔接计划，按照顶底板水害类型、采前采后受水害威胁程度，做好采掘开工作面的水害预测预报工作,及时绘制水文地质水害分析图纸，做到年有年报、季有季报、月有月报、井巷接近危险地段或水情发生变化时要作临时水害预报。

161对受水害威胁的工作面，要安排物探、钻探查明水害类型，危害程度。⑵各种水害预测预报要求水害分析全面，措施具体可靠，操作性强，并报送矿井总工程师签字批准，然后下发有关单位并上报有关领导和部门。年度水害预报每年1月底前，月份水害预报每月5日前上报地测部。4、水害现场办公制度⑴安全管理部门设置防治水安全监察员，负责防治水措施的监督检查和落实。到现场检查各种排水设备的安装及完好情况，保证各项防治水措施及时落实到位，有效防止水害事故发生。⑵矿井在采掘施工过程中若遇较大水害事故时，必须立即汇报调度室，公司总工程师、地测科长及有关水文人员必须及时赶赴现场，对水害情况进行水文地质调查,综合分析各种水害因素，制定紧急防治水安全措施，并及时向有关部门汇报。5、水害事故分析制度⑴矿井要认真分析生产过程中出现的水害事故，并有记录。⑵对于一般水害事故，由矿井主管防治水工作的副总进行分析，并将事故分析报告报主管部门。⑶对于较大的水害事故，由矿井按事故分析处理规定组织分析，并将事故分析报告上报上级地测部。6、重大水害事故汇报制度对于采掘开工作面施工过程中发生的重大水害事故，矿井调度室必须及时向矿井调度室汇报，总工程师向行业管理部门及有关领导汇报。7、重点防治水工程调度、汇报制度为了保证重点防治水工程的顺利完成，及时掌握工程进度和进展情况，地测科要对重点防治水工程进行调度。矿井要及时将重点防治水工程进展情况和重大水文地质问题向地测部进行汇报。（三）防治水管理规范化

1621、加强日常地面及井下钻孔的水位、水压、水质、水量监测，发现问题和异常立即进行分析、研究找出原因，采取措施指导矿井安全生产。2、建立健全采掘开工作面疏排水系统，各矿井生产技术部接到地测科编制的水害预报后，必须要求有水害隐患问题工作面的生产单位，严格落实地测科提出的防治水措施，按照工作面预计的最大涌水量安装足够的排水设施，并保证排水设备正常运转。对探放老塘水工程，矿井必须要求有关生产单位，根据地测科的防治水措施安装排水管路和设备，并做好疏排水管理工作。3、认真分析采掘开工作面存在的水患，对受水害威胁的工作面，必须坚持“有疑必探、先探后掘、先探后采”的探放水原则，利用物探和钻探手段做好超前探测工作。4、严格执行测量贯通工程管理，确保工程贯通过程中不出现水害事故。（四）井下探放水措施1、必须坚持有疑必探、先探后掘的原则，新区开拓、煤巷掘进前。必须采用钻探、物探的方法，探明前方无水害威胁后方可施工。对接近含水层、断层导水性不清，要进行探测。2、探放水设计由地测科在施工前提出，报总工程师比准后实施探查水压大于2.0Mpa的探放水工程经总工程师比准后报煤业公司比准。3、探水钻孔超前距煤巷不少于30m,岩巷不小于20m,不得少于超前距钻探，探放水必须能够保证受水威胁地点工作人员安全。（五）防治水日常工作1、施工设计必须根据水文地质条件，采掘巷道符合水文地质要求。不可随意进行巷道设计与更改，参与采掘说明书的编写。2、水文人员参与掘进、回采的规程审批，对违反水文规程的及时提出建议及整改措施。3、对采、掘、开工作面进行经常性排查，并提出整改措施。4、完成水害年、季、月预报。5、对违反水文规程、违章指挥的坚决拒绝，并上报上级主管部门。

163第八章电气安全第一节矿井电源及送电线路一、供电电源本矿井原有35kV电源两回路，一回引自韩店llOkV变电站，导线LGJ-70/16.09km；另一回引自长子UOkV变电站经东田良35kV变电站转接，导线LGJ-95/15km+LGJ-70/2.19kmo根据山西省电力公司长治分公司“长供发展字【2009】243号”《关于潞安矿业集团慈林山煤业有限公司扩建35kV变电站供电方案的批复》文件的精神，本矿井变电站扩建后，主供电源由220kV大堡头变电站提供，现有东田良一慈林山线路作为本矿备用电源。山西省电力公司长治分公司“长供发展字【2009】243号”《关于潞安矿业集团慈林山煤业有限公司扩建35kV变电站供电方案的批复》见附录8。大堡头220kV变电站为新建变电站，该站规划主变为2X120MVA,其220kV电源分别引自长治220kV变电站和至漳泽电厂，目前该站安装一台主变，另一台主变二期工程安装。该站电压等级为220/110/35kV,其中35kV母线为单母线分段接线。由于该站为新建变电站，目前负荷较小，完全可满足本矿井的负荷要求。经了解，长子110kV变电站备用容量亦可满足矿井改造后的负荷增加。东田良35kV变电站距本矿约2km,目前负荷为4MVA,该变电站电源分别取自长子110kV变电站和大堡头220kV变电站。本矿井电源取自大堡头220kV变电站及东田良35kV变电站符合《煤矿安全规程》、《矿山电力设计规范》矿井有关“双电源”的要求。电力系统地理位置接线见图8-l-lo二、供电线路事故及防治措施1、可能产生的事故分析35kV供电线路有可能产生：断线事故、倒杆事故、架空线路共振事故等。

1642、防治措施本设计涉及变电所的两条35kV电源线路：一回引自大堡头220kV变电站，导线LGJ-150/llkm；另一回由大堡头220kV变电站(或长子UOkV变电站)经东田良35kV变电站转接，导线LGJ-240/8km(或LGJ-95/15km)+LGJ-70/2.19kmo考虑到矿井电源线路的重要性，为防止因断线事故而影响矿井的安全生产，对本矿井设两回电源线路，两回线路应分开架设；当一回电源停止运行时，另一回能保证矿井的全部用电负荷。经计算，大堡头220kV变电站——矿井35kV站线路带矿井全部负荷时，线路压降为2.6%,长子110kV变电站——矿井35kV站线路带矿井全部负荷和东田良35kV站负荷时，线路压降为7.89%,由于不同运行方式时压降差距过大且最大压降超过5%,矿井35kV变电站选用SZ10-8000/3535±4X2.5/6.3kVUd%=7.5有载调压变压器。根据《煤矿安全规程》的有关要求，两回线路可采用分列运行或一回运行另一回带电备用的运行方式。本矿井东田良35kV电源线路已经形成，线路截面满足载流量要求，线路路径、杆塔型式、接地装置、防雷措施均满足《煤矿安全规程》、《矿山电力设计规范》等规程规范的要求。本矿井大堡头35kV电源线路中，大堡头至东田良段8km已经形成，仅剩余东田良至本矿约3km,该线路截面满足载流量及经济电流密度要求，线路路径、杆塔型式、接地装置、防雷措施均满足《煤矿安全规程》、《矿山电力设计规范》等规程规范的要求。新建东田良至本矿约3km线路采取的安全措施：为防止导线或地线因低温、覆冰、大风等原因导致短线，设计采用表8-1T所列气象条件，并在线路力学计算中加以校验,导线安全系数不低于3.0,地线安全系数不低于2.5。本线路走廊海拔高度在900〜1100m之间，经过的地区为II级污秽区，根据国电公司18项反措要求并结合该地区污秽区分布以及地区发展规划，线路全线按IH级污秽区配置绝缘子。直线杆塔采用4片悬式绝缘子，耐张、转角、终端杆塔采用5片XWP2—70型悬式绝缘子，以满足规程要求。跨越一、二级公路时，绝缘子串采用双串。表8-1-1输电线路主要气象条件最高气温(℃)+40最低气温(°C)-20

165年均气温(℃)+10最大风速(m/s)25年雷暴日(天)33.7覆冰厚度(mm)5为防止共振产生的各种危害，按照规程规定，线路应采取防振措施，导线加装防振锤进行防振。导线防振锤安装数量见表8-卜2。表8T-2导线防振锤安装数量档距(m)L<120120WLV350350WLV700防振锤012为防止倒杆事故的发生，本线路路径避开了煤矿采空区。同时，在线路杆塔及基础的施工图设计时应按照有关规程规范的规定认真进行倾覆校验和弯矩校验。第二节矿井主变电所一、矿井电力负荷全矿设备(括号内为包括选煤厂)安装总台数为189(330)台，设备安装容量10274.46(12281.74)kW,正常涌水时：设备工作台数为277(305)台，设备工作容量为8649.26(10656.54)kW。最大涌水时：设备工作台数为228(306)台，设备工作容量为9004.26(11011.54)kW。吨煤电耗为42.62（49.58）kW/h.最大涌水量时：

166无功补偿量为：2100kvar补偿后的无功功率为：941.07kvar补偿后的功率因数为：0.99矿35kV变电站6kV母线计算负荷（按最大涌水计算）：同时系数取0.85有功功率：7242.20X0.85=6155.87kW无功功率：3278.67X0.85=2787.04kvar自然功率因数：COS①=0.91其他负荷有功功率：524.87kW无功功率：254.04kvar系统损耗（全矿计算负荷X5%）：有功损耗：334.04kW无功损耗：152.05kvar6kV母线补偿容量：无功补偿：-2100kvar35kV母线总负荷：有功功率：7014.78kW无功功率：1093.13kvar视在功率：7099.44kVA补偿后功率因数：COS①=0.99二、送变电大堡头220kV变电站至本矿35kV供电线路，导线型号为LGJT50,长度为11km；东田良35kV变电站至本矿35kV供电线路，导线型号为LGJ-70,导线长度为2.19km；长子110kV变电站至东田良35kV变电站输电线路的导线型号为LGJ-95,长度为15km。经计算，大堡头220kV变电站——矿井35kV站线路带矿井全部负荷时，线路压降为2.6%,长子110kV变电站——矿井35kV站线路带矿井全部负荷和东田良35kV站负荷时，线路压降为7.89%

167。两回电源线路采用分列运行或运行方式。矿井工业场地内现有一座35/6kV变电站，两台主变容量均为2MVA,已不能满足矿井改造后负荷需要，且原有配电装置老化严重，35kV母线单母线接线不能满足矿井安全规程的有关要求，因此需要新建原有地面35/6kV变电站。本矿一、二类负荷所占比重较大，根据负荷计算和《煤矿安全规程》的有关要求，以及矿井6kV母线上带有的其他负荷(约650kVA),确定主变采用两台8MVA变压器，运行方式可采用分列运行或一台工作一台备用的方式。考虑到矿井的工作制为二班生产、一班检修，一天内负荷变化比较大，且输电线路压降较大，其引起的电压偏差大，普通变压器不能满足矿井供电电压质量要求，因此主变选用有载调压变压器，型号为SZ10-8000/3535±4X2.5/6.3kVUd%=7.5,单台主变运行时，主变负荷率84%,主变事故保证率100机新站建成后将接替原35/6kV变电站，为了维持原有矿井生产系统的正常运转，在新站建设期间，老站仍需为矿井供电；同时，考虑到新老站各进出线接续的方便，新站紧靠老站布置。新地面35kV变电站由35kV室外变配电装置、主变压器、6kV配电室、主控制室、电容器室以及消弧线圈室等组成。根据场地和电源方向等情况，本着经济、实用、减少占地的原则，除35kV室外变配电装置外，其他所有电气设备均布置在配电室内。6kV配电室布置6kV配电室、主控制室、值班室、办公室等。变电站主变采取室外布置，并设置能容纳单台主变压器油量60%的有油水分离措施的事故油池。无功补偿室单独布置，与6kV配电室联建。0.4kV工业场地变电所在35kV变电站内单独布置。35kV电源从东北侧架空引入，6kV馈出线向西沿电缆沟引至矿井工业场地。变电站35kV配电装置为单母线分段接线，按照设备选择先进、可靠的原则，35kV配电装置选用室外构架配GW4-35(W)型隔离开关和LW16-40.5型断路器。6kV配电装置选用KYN28A-12型开关柜，配ZN63A-12型真空断路器，额定分断电流为20kA。由于电力部门对电网功率因数要求比较严格，按照国家电网公司2006年6月公布的《国家电网公司十八项电网重大反事故措施》（试行）的有关规定，本设计选用2套自动无功电压综合调节装置，型号为TBB6-2100,总补偿容量4200kvar,

168该装置可根据设定的要求对补偿容量进行自动调节，以保证电压质量和功率因数的稳定，可使本站功率因数维持在0.98以上。由于本矿改造后，线路较长，经计算，6kV系统单相接地电容电流约25A,超过《矿山电力设计规范》20A的要求，必须采取限制措施，因此应在变电站设置消弧线圈。本设计配置干式消弧线圈型号为ZDBG-6/10-100,补偿范围为10〜100A。消弧线圈室外布置。本矿没有大的无功冲击负荷，且不存在高压交流变频等非线性设备，设计暂不考虑采取谐波治理措施。本矿35/6kV变电站电气主接线见图CA1658-253-lo三、所用电及操作电源站用交流电采用交流380/220V系统，由35kV及6kV所变提供电源，供变电站内照明、风机、直流充电、试验检修等交流负荷，经计算，站内交流负荷为12kW,且无大的冲击负荷，因此接地变提供的50kVA容量完全满足需要。地面变电站的操作电源采用直流220V操作电源，供变电站设备的二次控制、保护等负荷，同时在变电站交流失电时为事故照明提供电源。该系统装设1组lOOAh阀控式密封铅酸蓄电池；配置高频开关充电模块装置，充电模块采用N+1运行方式。母线接线方式为单母线；直流网络中事故照明和电容器室为辐射式供电，至主控室、6kV配电室均为环形供电。四、二次设备及继电保护变电站二次设备采用目前成熟的变电站综合自动化系统，该系统将变电站二次设备的测量、监控、保护、信号、自动装置及远动等功能通过优化组合，利用微机技术,实现对全变电站的自动监视、测量、自动控制、微机保护以及调度通信等综合性的自动化功能。该系统采用分层、分布式结构，分为站控层和间隔层两层，站控层和间隔层设备通过通信网络相联接，可与矿综合信息化系统连接，实现矿井综合自动化，同时也考虑了与电力系统自动化的接口。站控层主机安装于主控制室内，各间隔层的保护测控单元直接安装在开关柜上。主要电气设备的继电保护配置如下：1、35kV电源进线：两段式电流保护（动作于跳闸），该保护主要是为方便安装调试用的，正常运行后可解除该保护；2、35kV母联：两段式电流保护和母线充电保护（动作于跳闸）；

1693、主变压器：纵差保护（动作于跳闸）、复合电压启动的过电流保护（较短时限动作于6kV母联跳闸，以较长时限动作于主变两侧断路器跳闸）、过负荷保护（动作于信号）、瓦斯保护（本体重瓦斯和有载重瓦斯动作于跳闸，本体轻瓦斯和有载轻瓦斯动作于信号）、温度保护（动作于信号）、油位保护（动作于信号）、压力释放保护（动作于信号）等。4、无功补偿装置：两段式电流保护（动作于跳闸）、零序电压保护（动作于跳闸）、过电压保护（动作于跳闸）、低电压保护（动作于跳闸）；5、6kV母联：不设专门保护，由主变压器复合电压启动的过电流保护以较短时限跳开母联；6,各馈出线：三段式电流保护（动作于跳闸）；7、其他：6kV各电缆出线上均装设单相接地保护装置（动作于信号/跳闸）。自动装置：在两回35kV电源进线上装设备用电源自动投入装置。在6kV两母线上各装设一套自动无功电压综合调节装置。电能计量：与供电部门的电费计量点位置、计量精度等均应根据与供电部门签定的供用电协议确定。35kV变电站各6kV出线均装设计量仪表，精度为1级，供矿内部考核用。五、短路电流计算及设备校验由于未收集到大堡头220kV变电站和长子llOkV变电站的短路参数，从安全角度出发，本设计短路电流计算按大堡头220kV变电站220kV侧为无穷大系统考虑。经计算，最大运行方式下，本矿35kV母线短路电流有效值为1.9kA,冲击值为4.84kA,短路容量为121.54MVA；6kV母线短路电流有效值为6.69kA,冲击值为17.06kA,短路容量为73.01MVA；井F15煤变电所6kV母线短路电流有效值为6.3kA,冲击值为16.06kA短路容量为68.72MVAo经校验，6kV母线所有电气设备均满足最大运行方式下的动、热稳定要求。其中，6kV母线电流互感器变比最小值要求为50/5,6kV母线所馈出的电缆截面最小值为50mm2（

170按交联聚乙烯绝缘铜芯电缆，后备保护动作时间为1.0秒考虑）。主要设备选择结果见表8-2T。

171表8-2-1主要设备选择结果表短路点名称设备名称计算值设备允许值工作电压(kV)is热稳定『•t,(kA2•s)动稳定Ich(kA)短路电流iJ(kA)备号设型额定电压(kV)额定电流(A)热稳定Q(kA2•s)动稳定1(kA)开断电流L(kA)关合电流Igh(kA)变电站6kV母线母线6.351.56.69LMY-100X10—1728S=1000o=70MPa———进线断路器51.517.066.69LW16-40.5W12125025632563出线断路器51.517.066.69LW16-40.5W1263020512550CT51.517.066.69LZZBJ18-1050/512501025——电缆S—526.69ZR-YJV^3X508.7/10kV10275——————变电站35kV母线母线351.9LGJ-95—1427————隔离开关4.34.841.9GW4-35W40.563020502563断路器4.34.841.9LW16-40.540.563020502563170

172六、过电压保护和接地变电站内的大气过电压来自雷电对配电装置的直接雷击、反击和架空进线上出现的雷电侵入波。防止大气过电压，变电站设避雷针两座，高度30m,可保护室外主变及其进线架构、母线桥、变电所进线架构。除主变外，变电站所有电气设备均布置在屋内，利用屋面板内钢筋构成接闪器，并通过构造柱主筋引下与接地网联接，梁、板及柱内钢筋均应焊接成网。变电所高压配电装置的雷电侵入波过电压保护的措施：架空送电线路应在架空进线断路器的线路侧装设一组组合式氧化锌避雷器；同时在高压配电装置的每段母线上装设一组组合式氧化锌避雷器。谐振过电压一般因操作或故障引起系统元件参数出现不利组合而产生。应采取防止措施，避免出现谐振过电压的条件；或用保护装置限制其幅值和持续时间。对于因电压互感器过饱和产生铁磁谐振过电压可采取下列措施：1）、选用励磁特性饱和点较高的电磁式电压互感器。2）、在互感器的开口三角形绕组装设微机消谐装置。对于各类操作过电压，在各馈出线上采用组合式金属氧化物避雷器YH5WZ1进行限制。为变电站内设置接地网，接地干线为-50X6镀锌扁钢，接地支线为-40X4镀锌扁钢，接地极为L50X50X5镀锌角钢，本接地网与矿井工业广场总接地网连接，接地电阻不大于1。。避雷针接地装置单独设置，接地电阻不大于10Q。七、防止矿井突然停电的措施变电站两回35kV电源分别引自大堡头220kV变电站和长子110kV变电站。当一回电源停止运行时，另一回能保证矿井全部用电负荷。根据《煤矿安全规程》的有关要求，两回线路可采用分列运行或一回运行另一回带电备用的运行方式。LGJ-70架空导线持续允许载流量为222A,LGJ-95架空导线持续允许载流量为272A,LGJ-95架空导线持续允许载流量为387A,矿井35kV进线电流约117A,单回线路载流量满足矿井供电要求。该地面变电所设两台主变压器，变压器的运行方式可采用分列运行或一用一备的方式，每台主变压器均能承担矿井的全部一、二级负荷。矿井35kV变电站的35kV

173系统为单母线分段接线，6kV系统为单母线分段接线，当一段母线发生故障，分段断路器自动将故障段切除，保证正常段母线不间断供电和不致使重要负荷停电。该变电所的操作电源采用一组220V阀控式密封铅酸蓄电池，容量为lOOAh,供给控制、信号、保护、事故照明等装置的用电，具有高度的可靠性和稳定性，能在最严重的事故情况下保证用电设备的可靠工作。地面带有一、二级负荷的变电所均设置不少于2台变压器，当其中一台变压器发生故障时，另一台变压器能承担相应区域的全部生产负荷。八、地面变电所事故及防治措施1、可能产生的事故分析本区属典型的暖温带大陆性气候，场区不受洪水威胁，并且变电所所址位于场区高处，不受洪涝灾害的影响。变电所可能发生的事故主要有：1）洪涝灾害或雨雪的侵入可使电气设备受潮而影响绝缘水平及使用寿命，并可能危及人身安全。2）大气过电压更会使设备毁坏产生故障、引起火灾。3）主变压器保护动作、变压器着火。4）小动物进入了电气设备里引起短路事故，造成停电，影响生产和井下工作人员的安全。5）当电气设备或电缆线路等发生事故时，由于继电保护末及时动作切断故障回路，将会引起电气事故的扩大，影响生产并危及人身安全。6）电流互感器本体故障，二次开路，电流互感器本体故障，一次或二次熔断器熔断。7）高压断路器误动作或断路器拒动引起越级眺闸。8）支柱绝缘子炸裂、连接处发热、烧红、操作故障。9）二次回路故障。10）当矿井6kV电网上的电容电流超过规程允许值时，也会影响矿井的安全生产。11）工作人员误操作。2、地面变电所事故防治措施

1741）矿井35kV变电站标高在百年一遇洪水标高之上，变电站位置选择在矿井的高处，该位置无安全隐患，并且高压进出线方便。所有电气设备的不带电金属外壳按规程要求可靠接地，设备的工作接地和保护接地装置设置齐全，有单独电容器室。站内通风良好。电缆沟管道采用混凝土修筑，其上用混凝土盖板封堵。2）为防止大气过电压，变电站35kV两段母线和6kV两段母线上各装设一组氧化锌避雷器，同时，在室外安装30m避雷针两座，以保护室外主变及出线架构和母线桥,经计算，保护范围满足要求。操作过电压主要出现在6kV断路器的操作过程中，根据要求，每台真空断路器均安装一组氧化锌避雷器，同时，安装在母线上的氧化锌避雷器也可有效防止其他类型的过电压产生的危害。为防止35kV、6kV电压互感器的铁磁谐振过电压，在所有电压互感器二次侧开口三角出口装设微机消谐装置，自动调谐消弧线圈的装设除消除单相接地电容电流外，也可以有效抑制单相接地产生的弧光过电压。3）为防止主变压器火灾事故，主变压器设置以下保护：纵差保护、复合电压启动的过电流保护、过负荷保护、瓦斯保护、温度保护（动作于信号）、油位保护、压力释放保护。4）为防止小动物引起的事故，6kV配电设备选用KYN28A-12（Z）金属铠装封闭移开式高压开关柜，配电室采用不可开启采光窗，电缆沟道严格的防火封堵也为阻止小动物进入室内提供了保障。5）认真作好每年1次的预防性试验，使各种保护动作灵敏、可靠，对出现的问题彻底解决，设备不带病运行。每年2次的停电大检修，除处理已发现的隐患外，还应对对粉尘进行清除，并详细检查母线、高开的所有支持绝缘套管和设备机构，发现绝缘子损坏及时更换，机构有问题的及时调整处理。6）为防止火灾，变电站内建筑严格按照防火等级设计。在电缆从配电室外进入室内的入口处及室内各房间之间设置用防火包制成的的防火封堵，电缆引入盘、柜处用防火胶泥密封，以防止电缆火灾的蔓延；电容器与配电室之间设置有防火墙；变电所内建筑物、构筑物的防火等级、变电所内部的设备之间、建筑物之间及设备与建筑物、构筑物之间的防火净距满足《35〜UOkV变电所设计规范》的要求；在变电所内设有灭火沙箱、MTT24手推式干粉灭火车、MFZ8

175手提式干粉灭火器等灭火器具，以便在火灾发生时能及时扑救。电缆上装有防灭火自动报警装置。7）定期测试各电缆头、高压触头、母线连接处等接触头、连接板、电缆的温度情况、发现异常温升，立即报告。8）各开关、断路器故障跳闸，必须查明原因，分清动作的性质，使故障得到处理或切除，方可恢复送电，严禁强行送电使故障范围扩大。9）为保证电气设备和人员的安全，电气设备、元件、导体等均按最大运行方式下的短路电流进行动、热稳定校验，并留有足够的裕度。35kV和6kV高压配电装置具有完善的''五防闭锁”功能，可有效防止电气操作事故，保护运行人员及设备的安全。10）变电站设接地网，接地干线为-60X6镀锌扁钢，接地极为L50X50X5镀锌角钢，接地电阻不大于1。，并与矿井工业广场总接地网连接。独立避雷针接地装置单独设置，接地电阻不大于10Qo所有接地线、接地极均采取热镀锌的防腐措施，保证30年土壤腐蚀后接地体有效截面仍符合规程要求。所有设备外壳、基础等不带电的金属部分均应接地。11）为保证电气设备继电保护满足可靠性、选择性、灵敏性及速动性的基本要求，二次系统采用成熟的变电站综合自动化系统。12）经计算，矿井6kV系统单相接地电容电流估算为25A,超过《煤矿安全规程》中要求的20A允许值，需采取补偿措施。本设计配置干式消弧线圈型号为ZDBG-6/10-100,补偿范围为10~100Ao消弧线圈室外布置。13）经计算，最大运行方式下，本矿35kV母线短路电流有效值为1.9kA,冲击值为4.84kA,短路容量为121.54MVA；6kV母线短路电流有效值为6.696kA,冲击值为17.06kA,短路容量为73.01MVA；井下主变电所6kV母线短路电流有效值为6.3kA,冲击值为16.06kA短路容量为68.72MVAo经校验，6kV母线所有电气设备均满足最大运行方式下的动、热稳定要求。其中，6kV母线电流互感器变比最小值要求为50/5,6kV母线所馈出的电缆截面最小值为50mm2（按交联聚乙烯绝缘铜芯电缆，后备保护动作时间为1.0秒考虑）。14）35kV和6kV高压配电装置具有完善的“五防闭锁”功能，可有效防止电气操作事故，保护运行人员及设备的安全。

17615）变电所配置相应的通信设备，以满足电力部门对对系统调度电话、调度自动化、继电保护、负荷管理的的要求。通信设施型号由当地电力部门提出。系统通信设备采用独立的通信电源，不与变电站的直流操作电源合用。变电站建成投运后，隶属当地电力部门调管，调度自动化的设计内容应满足当地电力部门管理的要求。变电站远动信息内容应满足当地电力部门监视、监测、控制和运行管理的要求，遥信、遥测、遥控和遥调的具体内容见当地电力部门的要求。为保证监控系统安全运行，变电站综合自动化系统与当地电力部门间的通道采用光纤方式；按照当地电力部门要求，设置软、硬件通信模块，其通信规约应与当地电力部门的制式一致。变电所防止事故的主要设备见表8-2-2o表8-2-2线路及变电站主要安全设备表事故对象采用设备及规格安装位置备注大气过电压避雷针室外场地保护室外电气设备避雷针各级配电装置操作过电压避雷器各级配电装置电气短路继电保护装置主控室、开矩人员误操作电气及机械“五防”装置各级配电装置室外配电装置装有“五防”装置，各级开关柜均有完善“五防”装置。电缆火灾防火包及防火胶泥各入口处触电接地网站内各处第三节地面供电系统地面设备用电电压等级为：660V、380/220V6kV供电电源引自矿井35kV变电站。根据本矿井地面供电的要求以及负荷性质与分布，矿井设置6/0.4kV变电所：工业场地变电所、通风机房变电所，选煤厂设置选煤厂6/0.69kV变电所。一、二类负荷均为双电源供电。根据负荷性质、场地布置，设以下变电所及配电控制室：1,工业场地6/0.4kV变电所

177工业场地变电所两路6kV电源引自矿井35kV变电站不同6kV母线段，导线型号为ZR-YJV22-6kV3X70mm2o工业场地6/0.4kV变电所，所内安装两台SG10-1250/6/0.4kV1250kVA变压器，GCS低压柜14台和补偿柜4台，向主斜井井口房、副井绞车房、副井井口房、联合建筑、压风机房和井下水处理站供电。两回电源引自矿井35kV变电所不同6kV母线段，变电所为单母线分段。两台变压器同时工作，负荷率为45%。2、原有建筑供电矿井原有建筑包括：办公楼、食堂、宿舍、培训中心、家属区、小学、宾馆、汽车队等。可根据原有建筑布置及负荷分布情况，利用原有配电系统供电设置6/0.4kV低压变配电所。3、副井提升机配电副井提升机房两路0.4kV电源引自工业场地6/0.4kV变电站不同0.4kV母线段，导线型号为ZR-YJV22TkV2X(3X120+1X70mm2)»副井提升机(1X280RW)采用TKD-NT型低压变频成套控制装置，通过变频调速装置，实现对绞车的速度调节，并具有完备的各种保护。提升电控装置装设完备的保护(过卷保护、防过速保护、过负荷保护、欠电压保护、深度指示器失效保护、闸间隙保护、满仓保护、减速功能保护、限速装置、松绳保护等)4、主井输送机配电主井输送机房两路0.4kV电源引自工业场地6/0.4kV变电站不同0.4kV母线段，导线型号为ZR-YJV22-lkV2X(3X240+IX120mm2)o主井输送机(2X185kW)采用成套电控装置，电控装置可根据电机驱动装置的不同配置相应的控制器，从而实现可实现对相关设备的联锁控制，电控装置具有完备的各种保护(拉绳保护、跑偏保护、温度保护、烟雾保护、纵撕保护、堆煤保护、速度保护、胶带机张力下降保护、自动洒水装置、电气保护等)和报警预告功能。循环式架空乘人装置采用成套控制装置，可以实现全自动运行无人职守，并有语音提示和沿线通信，通过变频调速装置，实现对索道的速度调节，并具有完备的各种保护(越位保护、过速保护、欠速保护、拉绳保护、重锤落地保护、掉绳保护、液压站有欠压保护、过压保护、超温保护、油位检测装置、电气保护等)和远程监控功能。5,通风机6/0.4kV变电所通风机房变电所建在通风机房附近，两回6kV电源引自矿井35kV变电站不同6kV

178母线段，高压配电系统采用单母线分段运行方式。6kV装置选用KYN28A72系列高压开关柜2台，向低压变压器供电；所内安装两台SG10-500/6/0.4kV500kVA变压器,GCS低压柜7台和补偿柜2台，控制室设集控柜1台、风机监测装置一套。两台变压器同时工作，负荷率为39%,负荷保证率100%。通风系统采用PLC自动控制系统，两台风机一用一备，当一台风机故障时，另一台风机及其辅机自动投入运行，并增设智能监控模块及检测仪表，完成风机各参数的自动检测及风机自动化控制，实现通风机的远程监测和监控,并满足备用通风机在lOmin内启动以及主通风机在lOmin内反风的要求。通风系统采用PLC自动控制系统，两台风机一用一备，当一台风机故障时，另一台风机及其辅机自动投入运行。6、选煤厂变电所选煤厂变电所与主厂房合建，两回6kV电源引自矿井35kV变电站6kV两段不同母线上，任何一回路均能承担选煤厂100%的用电负荷，进线采用ZR-YJV22-6kV3X70mm2交联聚乙烯绝缘电力电缆。配电装置选用KYN28A-12系列高压开关柜11台，采用放射式向主厂房6/0.69kV变电所和主厂房6/0.4kV变电所供电，继电保护采用微机保护装置，对6kV系统运行予以控制和监视。操作电源额定电压为直流220V。选煤厂660V供电系统中性点经电阻接地。根据负荷分布，选煤厂设置以下变电所：①在主厂房内设主厂房6/0.69kV变电所，变电所内设SG10-800/6/0.69kV800kVA干式变压器2台，GCS型低压柜16台，GCS无功补偿柜4台。采用放射式向主厂房、原煤仓、联合转载点内0.69kV低压用电设备配电，并向洗末煤仓、洗块煤仓、浓缩车间、储煤场等低压配电点提供电源。变电所采用单母线分段运行方式，两台变压器一用一备。②在主厂房内设主厂房6/0.4kV变电所，变电所内设SG10-315/6/0.4kV315kVA干式变压器2台，GCS型低压柜6台，GCS无功补偿柜2台，采用放射式向主厂房、介质库、洗末煤仓、洗块煤仓、浓缩车间等0.4kV低压用电设备配电，并提供照明及控制电源。变电所采用单母线分段运行方式，两台变压器一用一备。地面高、低压电缆，均采用直埋或沿电缆沟敷设。选煤厂采用PLC集中控制并根据工艺要求设置相应的联锁。通风系统采用PLC自动控制系统，两台风机一用一备，当一台风机故障时，另一

179台风机及其辅机自动投入运行。第四节防雷接地及照明一、防雷根据全国主要城市年平均雷暴日数统计，矿井所在地年雷暴日为33.7o高度在15m及以上的水塔、烟囱及其它预计雷击次数大于或等于0.06次/a的一般性工业建筑物、预计雷击次数大于或等于0.06次/a且小于或等于0.3次/a的一般性民用建筑物均为三类防雷建筑物；矿井通风机房、爆炸危险环境的建筑物及预计雷击次数大于0.3次/a的一般性民用建筑物均为二类防雷建筑物。场区内高于15m的建（构）筑物均设防雷保护，采用在建（构）筑物上装设避雷带实现。根据有关规范的要求，场地内的高大建（构）筑物均需按相应的类别作防雷保护，采用装设独立避雷针或在建（构）筑物上装设避雷带实现。在变电所的周围设接地网，6/0.4kV变压器中性点与接地系统相连。0.4kV低压配电系统接地型式采用TN-C-S,每个建筑物做总等电位联结并设重复接地极。手持式移动设备和照明配电系统中的插座回路需装设带漏电保护的断路器。为防止雷电侵入井下，由地面直接下井动力电缆、通信电缆的金属保护层、轨道和各类金属管道均在井口处作不少于2处的可靠接地，接地电阻不大于4Q。通信线路必须在入井处装设熔断器和避雷器，接地电阻不大于1Q。二、照明室内照明灯具根据建筑物的使用性质采用节能型荧光灯、白炽灯、混光灯，重要场合主斜井井口房、副井绞车房、通风机房、压缩空气站、变电所、矿调度室等重要场合设置自带蓄电池的应急照明灯具。室外场地及道路照明采用高压钠灯，并采用光控和时间捽制。煤厂内主厂房、洗末煤仓、洗块煤仓、浓缩车间等主要生产车间照明设两个独立电源交叉供电。主配电室、控制室和生产车间的主要通道设应急照明。第五节井下供配电井下用电设备的电压等级为：1140V、660V、127V。供电电源引自矿井35kV变电站。一、井下负荷及电缆选择

180井下用电设备共95台.正常涌水时，工作设备82台。计算负荷为：有功功率P=2074.92kW,无功功率Q=1961.92kvar,视在功率S=2855.59kVA；最大涌水时，工作设备83台。计算负荷为：有功功率P=2202.92kW,无功功率Q=2041.24kvar,视在功率S=3003.25kVA。二、下井电缆选择本设计下井电缆共两回，型号为MYJV：,2-6kV3X150mm2高压电缆，沿副斜井井筒敷设至15煤井下主变电所。两回电源同时工作，互为备用，即当任一回电源停止供电时，另一回电源仍能保证井下全部设备正常运行。三、井下电气设备选型在井底车场、主要进风巷的高低压电气设备选用矿用隔爆型设备，照明灯具选用矿用防爆型设备，通信、自动化装置选用矿用防爆型设备兼本安型设备；在工作面、回风道等井下其它地点选用矿用隔爆型设备。井下电缆均选用符合MT818标准的矿用电缆。井下电气设备均选用具有''煤矿矿用产品安全标志”MA的产品。井下电气设备均采用无油型设备。井下主变电所和采区变电所6kV配电装置选用PBG49-6型矿用隔爆型高压真空配电装置，1140V、660V低压配电设备选用型带选择性漏电保护的KBZ型矿用隔爆真空馈电开关，井下变压器选用KBSG2型矿用隔爆型干式变压器。工作面、综掘工作面、普掘工作面采用KBSGZY2型矿用隔爆型移动变电站供电，采煤机、掘进机配备有专用的机载瓦斯断电仪，照明灯具采用DGS-20/127V20W矿用隔爆型节能荧光灯；采煤工作面采用KBY-62型自移支架隔爆型荧光灯照明。通信设备选用矿用防爆兼本安型。电动机及其他所有电器设备选用防爆型。井下40kW及以上的电动机控制设备，采用真空磁力起动器。四、井下变电所15煤井下主变电所内安装有PBG49-6型矿用隔爆型高压真空配电装置12台，采用放射式向9煤一盘区变电所、所内变压器供电。变电所安装KBSG2型400kVA矿用隔爆干式变压器2台及KBZ型矿用隔爆馈电开关6台向15煤水泵房和15煤变电所周围低压负荷供电。变电所为单母线分段，正常情况下分列运行，当一回故障时，另一回可保证全部负荷的供电。

1819煤采区变电所电源引自15煤井下主变电所，电缆型号为MYJV2「6kV3X120mm2。所内安装有PBG49-6型矿用隔爆型高压真空配电装置15台，采用放射式向综采工作面、普掘工作面、9煤南翼（1#、2#）大巷胶带机和所内变压器供电。变电所安装KBSG2型315kVA矿用隔爆干式变压器2台，向局扇、连续牵引车和9煤变电所周围低压负荷供电。变电所为单母线分段，正常情况下分列运行，当一回故障时，另一回可保证全部负荷的供电。井下综采工作面配电选用KBSGZY2型矿用隔爆移动变电站800/6/1.2kV800kVA两台,500/6/1.2kV500kVA一台，400/6/1.2kV400kVA一台，315/6/0.69kV315kVA各一台，KJZ4-1500/1140Z11组合型矿用隔爆组合开关1台，KBZ型矿用隔爆馈电开关，QBZ型隔爆磁力启动器。综掘工作面一个分别选用KBSGZY2型矿用隔爆移动变电站400/6/1.2kV400kVA一台，315/6/0.69kV315kVA一台。普掘工作面两个分别选用KBSGZY2型矿用隔爆移动变电站315/6/0.69kV315kVA一台。第六节电气设备的保护及接地一、电气设备保护井下高压电动机、动力变压器的高压控制设备，具有短路、过负荷、接地和欠压释放保护。井下由采区变电所、移动变电站或配电点引出的馈电线上，装设短路、过负荷和漏电保护装置。低压电动机的控制设备，具备短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。井下配电网路（变压器、馈出线、电动机等）均装设过流、短路保护装置。经校验，电气系统各开关设备的分断能力和动、热稳定性以及电缆的热稳定性均满足要求，保护设备动作灵敏度满足要求。经计算，系统中最大容量的电气设备或同时工作成组的电气设备均可正常启动，启动时对电网电压在正常波动范围内。地面变电所和井下中央变电所的高压馈电线上，装设有选择性的单相接地保护装置；供移动变电站的高压馈电线上，装设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，装设检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。每天对低压检漏装置的运行情况进行1次跳闸试验。由于煤矿井下工作条件较差，煤电钻电缆在使用中易碰伤、砸伤，造成127V

182供电系统的短路或漏电故障，可能引起人身触电、电缆着火、瓦斯及煤尘爆炸等严重事故，因此，煤电钻必须使用设有检漏、短路、过负荷、断相、远距离开停的综合保护装置。每班使用前，对煤电钻综合保护装进行1次的跳闸试验。井下掘进工作面局扇实现“三专”（专用变压器、专用开关、专用线路）和双电源供电，正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机正常工作。使用局扇的地点实行风电闭锁和瓦斯闭锁。局部通风机供电采用局扇专用矿用双电源真空电磁启动器装置配电，可实现双风机、双电源的自动切换。二、检漏及接地井下供电网络为中性点不接地系统。由地面变电所至井下主变电所的电缆线路上装设零序电流互感器和选择性的单相接地保护装置；井下主变电所高压馈电线上也装设有选择性的单相接地保护装置；井下主变电所、采区变电所至移动变电站的馈电线路上装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置。井下低压馈电线路上均装设有选择性的检漏保护装置。由上述装置对井下电网的绝缘状况进行连续检测，当电缆线路发生故障时，可及时切断电源，以保证矿井安全生产。在主排水泵房的主、副水仓中各设一块主接地极，各机电徊室、配电点处均设有局部接地极。所有电气设备的保护接地装置（包括电缆的铠装、接地芯线等）和局部接地极均同主接地极相连接，以形成总接地网，接地网上任一保护接地点的其接地电阻值不得大超过2a0每一移动式和手持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连接导线的电阻值，不得超过1Q。井下1140V供电除具备上述保护功能外，装设绝缘保护，并具有绝缘监视和绝缘闭锁功能，在配电点加装保护接地局部接地极。在生产过程中，加强管理，并制定相应管理措施，避免人身危险及电气事故发生。第七节井下照明一、井下固定照明在各机电胴室、井底车场、运输大巷、运输顺槽等处均设固定照明装置，照明灯具采用DGS-20/127V20W矿用隔爆型节能荧光灯；采煤工作面采用KBY-62

183型自移支架隔爆型荧光灯照明。为保证井下照明安全，选用保护齐全的矿用隔爆照明变压器综合保护装置供给127V照明电源。二、矿灯矿井原煤生产在籍人数为450人，选用KS-8型矿灯675盏，在联合建筑内设置矿灯充电间及发放室，共设置KTSBT02充电装置7套。充电架采用进口开关直流稳压电源，重量轻、效率高、输入电压范围宽，输出电压稳定。充电状态采用发光管指示，每只矿灯充电过程独立控制，自行判断电池充电状态，单端管理。充电过程中可对总电源输出电压、电流进行监控。母线电压、电流均通过数字电压、电流表指示,便于操作者使用调节。输入设有过流、欠压保护；输出设有短路、过流、过压保护。第八节井下电气事故分析及防范技术措施1,井下电气可能产生的事故有：异常停电和带电、电气火花、着火、短路、过负荷、断相、单相接地电容电流、电缆动热稳定性、触电、静电、失爆等。2、防治措施1）异常停电的措施井下主变电所、采区变电所、大巷机头变电所等均采用双回路电源供电，当任一回路停止供电时，其余回路均能担负全部负荷。上述供电线路来自各自的变压器和母线段，线路上不应分接任何负荷，控制回路和辅助设备必须有与主要设备同等可靠的备用电源。对井下主变（配）电所、主排水泵房和下山开采的采区排水泵房供电的线路，不得少于两回路。当任一回路停止供电时，其余回路应能担负全部负荷。供电线路应来自各自的变压器和母线段，线路上不应分接任何负荷。上述设备的控制回路和辅助设备，必须有与主要设备同等可靠的备用电源。井下掘进工作面局扇实现“三专”（专用变压器、专用开关、专用线路）和双电源供电，正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机正常工作。使

184用局扇的地点实行风电闭锁和瓦斯闭锁。局部通风机供电采用局扇专用矿用双电源真空电磁启动器装置配电，可实现双风机、双电源的自动切换。2）井下电气设备防爆的措施矿井井下的高低压电气设备选用矿用防爆型设备，照明灯具选用矿用防爆型设备，通信、自动化装置选用矿用防爆型设备兼本安型设备；在工作面、回风道等井下其它地点选用矿用隔爆型设备。井下电缆均选用符合MT818标准的电缆。井下电气设备均选用具有“煤矿矿用产品安全标志”MA的产品。井下电气设备均采用无油设备。井下主变电所和采区变电所6kV配电装置选用PBG49-6型矿用隔爆型高压真空配电装置，660V低压配电设备选用型带选择性漏电保护的矿用隔爆真空馈电开关，井下变压器选用KBSG2型矿用隔爆型干式变压器。工作面、综掘工作面、普掘工作面采用KBSGZY2型矿用隔爆型移动变电站供电，采煤机、掘进机配备有专用的机载瓦斯断电仪。通信设备选用矿用防爆兼本安型。电动机及其他所有电器设备选用防爆型。井下固定照明灯具选用DGS-20/127V20W隔爆型防水钠灯，采煤工作面采用KBY-62型自移支架隔爆型荧光灯照明。为保证井下照明安全，选用保护齐全的矿用隔爆照明变压器综合保护装置供给127V照明电源。照明线网采用三相三线制，照明负荷均衡地分配在三相上。3）井下电气设备防触电的措施电压在36V以上和电气设备的金属外壳、构架，铠装电缆的钢带（或钢丝）、铅皮或屏蔽护套等设保护接地。电气设备的保护接地装置（包括电缆的铠装、铅皮、接地芯线）和局部接地装置，均与主接地极连接成1个总接地网。接地网上任一保护接地点的接地电阻值不超过2Qo在主、副水仓内设主接地极，面积为1m，厚度为6mm镀锌钢板。在高/低压配电点、运输顺槽、回风顺槽、带式输送机巷等处均设局部接地极，采用直径35mm、长度2m的钢管。所有电气设备的保护接地装置（包括电缆的铠装、接地芯线等）和局部接地极均同主接地极相连接，以形成总接地网，接地网上任一保护接地点的其接地电阻值不得大超过20。井下每回低压馈出线上均装有检漏保护装置，以防止触电事故的发生。主接地极，局部接地极按要求设置值定期测试符合有关规定要求。

185每一个移动式和手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连接导线的电阻值，不超过1Q。连接主接地极的接地母线，采用40x4的镀锌扁钢。电气设备的外壳与接地母线或局部接地极的连接，电缆连接装置两头的铠装、铅皮的连接，采用25x4的镀锌扁钢。橡套电缆的接地芯线，除用作监测接地回路外，不得兼作他用。地面35kV变电站6kV系统设接地选线保护装置，在6kV馈出线上安装零序电流互感器，构成单相接地保护。井下不得带电检修、搬迁电气设备、电线和电缆。搬迁或检修前，必须切断电源,检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1%时，再用与电源电压相适应的验电毛检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。所有开关的闭锁装置均能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分有良好的绝缘。容易碰到的裸露的带电体及机械外露的传动和传动部分均加装护罩、遮栏等防护设施。4）防止电火花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。矿灯应保持完好，如果有亮度不够、电线破损、灯锁不良、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；凡井下通信、信号和控制等装置均采用隔爆兼本质安全型。井下固定照明灯具选用DGS-20/127V20W隔爆型防水钠灯，采煤工作面采用KBY-62型自移支架隔爆型荧光灯照明。为保证井下照明安全，选用保护齐全的矿用隔爆照明变压器综合保护装置供给127V照明电源。照明线网采用三相三线制，照明负荷均衡地分配在三相上。电压在36V以上和电气设备的金属外壳、构架，铠装电缆的钢带（或钢丝）、铅皮或屏蔽护套等设保护接地。电气设备的保护接地装置（包括电缆的铠装、铅皮、接地芯线）和局部接地装置，均与主接地极连接成1个总接地网。接地网上任一保护接地点的接地电阻值不超过20。5）防止火灾的措施

186井下主变电所采用砌磴支护方式，采区变电所和井底车场内的其他机电设备胴室，采用锚网喷支护方式。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矿用隔爆型高压电缆连接器，橡套电缆间的连接采用符合要求的接线盒进行连接。为了防止井下电气着火事故，井下供电电缆均选用阻燃型矿用电力电缆。下井电缆采用MYJV32-6/6kV3X150mm2,井下主变电所至采区变电所采用MYJV22-6/6kV2X3X95mm2电缆，采区变电所至移动变电站电缆采用MYPTJ-3.6/6kV矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆；采煤机、掘进机采用MCPTJR-1.14型采煤机屏蔽橡套软电缆供电;其余设备有采用MYP-0.66/1.14或MY-0.38/0.66型矿用移动屏蔽橡套软电缆供电；电钻采用MZ-0.3/0.5型电钻电缆供电；井下照明采用MYQ-0.3/0.5型矿用移动轻型橡套软电缆供电。井下配备有消防洒水设备。井下配电所装设了向外开启的防火门，机电胴室内设置了足够数量的扑灭器材。碉室装设向外开的防火铁门。铁门全部敞开时，不得妨碍运输。铁门上应装设便于关严的通风孔。装有铁门时，门内设向外开的铁栅栏门，且妨碍铁门的开闭。从铜室出口防火铁门起5m内的巷道，锚网喷支护方式。胴室内必须设置足够数量的扑灭电气火灾的灭火器材。井下中央变电所和主要排水泵房的地面标高，应分别比其出口与井底车场或大巷连接处的底板标高高出0.5m。采掘工作面配电点的位置和空间设置满足设备检修、巷道运输、矿车通过及其他设备安装的要求，并用锚网喷支护方式。井筒、平嗣与各水平的连接处及井底车场，主要绞车道与主要运输巷、回风巷的连接处，井下机电设备胴室，主要巷道内带式输送机机头前后两端各20m范围内，锚网喷支护方式。6）电气保护的设置

187井下高压电动机、动力变压器的高压控制设备，具有短路、过负荷、接地和欠压释放保护。井下由采区变电所、移动变电站或配电点引出的馈电线上，装设短路、过负荷和漏电保护装置。低压电动机的控制设备，具备短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。井下配电网路（变压器、馈出线、电动机等）均装设过流、短路保护装置。经校验，电气系统各开关设备的分断能力和动、热稳定性以及电缆的热稳定性均满足要求，保护设备动作灵敏度满足要求。经计算，系统中最大容量的电气设备或同时工作成组的电气设备均可正常启动，启动时对电网电压在正常波动范围内。地面变电所和井下中央变电所的高压馈电线上，装设有选择性的单相接地保护装置；供移动变电站的高压馈电线上，装设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，装设检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。每天对低压检漏装置的运行情况进行1次跳闸试验。煤电钻使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻的综合保护装置。每班使用前，对煤电钻综合保护装置进行1次跳闸试验。井下配电网路（变压器、馈出线、电动机）均装设过流、短路保护装置，并用最大三相短路电流校验开关设备的分断能力和动、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。漏电保护装置准确可靠，动作迅速，当电网绝缘电阻下降到危险值或发生漏电事故时，能够迅速切断故障电网。设专职人员，规范优化设计井下供电，掌握井下供电系统的阻抗，计算各地点的短路电流，检验电气设备及电缆的动稳定性和热稳定性；检验和整定系统中的继电器与电子保护装置，保证其灵敏可靠。7）防止雷电侵入的措施为防止雷电侵入井下，由地面直接下井动力电缆、通信电缆的金属保护层、轨道和各类金属管道均在井口处作不少于2处的可靠接地，接地电阻不大于4Q。通信线路必须在入井处装设熔断器和避雷器，接地电阻不大于1。。8）其他电气保护的措施

188机电碉室入口处悬挂“非工作人员禁止入内”字样的警示牌，洞室内有高压电气设备时，入口处和嗣室内在明显地点悬挂“高压危险”警示牌。洞室内的设备分别编号，标明用途，并有停送电标志。操作高压电气设备时，操作人员带绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上。电气设备的检查、维护，由电气维修工作进行，定期调校，整定由专职技术员进行，井下电气设备防爆性能遭破坏的，立即更换。在总回风巷和专用回风巷中不敷设电缆。在机械提升的进风的倾斜井巷（不包括输送机上、下山）和使用木支架的立井井筒中敷设电缆时，有可靠的安全措施。溜放煤、研、材料的溜道中不敷设电缆。井下电缆采用悬挂敷设方式：在水平巷道或倾角在30。以下的井巷中，电缆采用吊钩悬挂；在立井井筒或倾角在30°及其以上的井巷中，电缆采用夹子、卡箍或其他夹持装置进行敷设。夹持装置应能承受电缆重量，并不得损伤电缆。水平巷道或倾斜井巷中悬挂的电缆保持适当的弛度，并能在意外受力时自由坠落。其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道或输送机上。电缆悬挂点间距，在水平巷道或倾斜井巷内不超过3m,在立井井筒内不超过6m。沿钻孔敷设的电缆必须绑紧在钢丝绳上，钻孔必须加装套管。电缆悬挂点间距，在水平巷道或倾斜井巷内不超过3m,在立井井筒内不得过6m。电缆穿过墙壁部分采用套管保护，并严密封堵管口。电缆不悬挂在风管或水管上。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。盘圈或盘“8”字形的电缆不得带电，但给采、掘机组供电的电缆不受此限。井筒和巷道内的通信和信号电缆应与电力电缆分挂在井巷的两侧。高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高、低压电缆之间的距离大于0.1m。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不小于50mmo井下巷道内的电缆，沿线每隔一定距离、拐弯或分支点以及连接不同直径电缆的接线盒两端、穿墙电缆的墙的两边都设置注有编号、用途、电压和截面的标志牌。第九节矿井通讯一、地面通信设备1、行政通信

189本次设计新增加选煤厂部分和联合建筑、生产指挥中心，选煤厂行政通信纳入矿井行政通信中，本矿井现有1000门的数字程控交换机，该交换机现有备用量不足，无法满足新增建筑的通信要求。本次设计在现有交换机的基础上进行扩容，新扩容量为500门，使其达到满足矿井改扩建及后期规划项目的通信要求。2、调度通信矿井的调度通信利用现有的DDD-17D数字调度交换机，负责矿井工业场地各个生产、管理单位及井下各单位的生产指挥、事故处理等重要任务。在现有调度总机与行政交换机中继方式上，再增加调度总机与选煤厂调度总机的中继连接。在调度指挥中心设行政电话机已满足调度指挥中心对外通信的要求。3、电力通信根据《煤炭工业矿井设计规范》的要求，由上一级变电站（东田良35kV变电站、大堡头220kV变电站）与本矿35kV变电所通过OPGW（光纤架空复合地线）电力光缆设置专门的通信线路。矿调度指挥中心与矿35kV变电所设直通电话。4、应急通信地面应急通信利用公众移动通信网，实现矿井的地面调度、管理、安全、电力、消防、救护、运销等移动通信及抢险、救灾的应急移动通信。为了提高应急通信的安全可靠性为矿山救护队配置专用的无线对讲系统。矿山救护队与矿调度指挥中心设直通电话。二、井下通信1、井下调度通信为了满足本次井下延深需要并依据《煤炭工业矿井设计规范》“立井井筒备用量为50%-100%；斜井井筒和平碉备用量不少于30%”的要求，同时考虑到矿井将来的发展，现有20对下井通信电缆,不能满足要求，本次设计新增加2条MHYA32-50x2x0.8型矿用通信电缆，分别从主斜井和新副井下至井底后汇接。在15煤主变电所、主排水泵房设与调度指挥中心的直通电话，在井底车场、9煤盘区变电所、消防材料库、爆炸材料库、装卸载点、带式输送机机头、采煤工作面、掘进面巷道、局扇装设处等设调度电话。井下用户采用矿用本安型电话机。井下调度通信用户详见CA1658-244-1。

1902、井下移动通信为了提高矿井的管理水平，保证安全生产；提高矿井自动化水平，及时发现问题,及时处理问题协调生产；同时也是作为调度通信系统的补充。矿井通常设置一套井下无线通信系统。特别说明：由于井下无线通信系统通常采用小灵通的通信模式，根据工业和信息化部《关于1900~1920MHz频段无线接入系统相关事宜的通知》在2011年底前完成1900~1920MHz的清频退网的工作。矿用无线通信系统在该波段中。目前有个别用于矿井无线通信系统的产品（如：KT28型矿用CDMA多功能无线通信系统）不在该频段内，但投资较大，目前应用较少。本次设计暂不考虑，建议矿井在生产建设期间及时关注工业和信息化部的相关通知和相应规定，了解相关产品的最新信息，适时选用合适本矿的无线通信系统。

191第九章提升、运输、压缩空气设备第一节提升设备一、副斜井提升设备1、设计依据提升方式斜井单钩串车提升车场型式平车场井筒倾角18°井筒斜长346m（9煤）,528m（15煤）最大班提升工作量：研石90t炸药、雷管2次设备及其它25车最大件质量（包括平板车）8.5t（9煤）,20t（15煤）提升容器：矿车：MG1.7-9B型1.5t固定车箱式矿车，轨距900mm,名义装载质量1500kg,最大装载质量2700kg,矿车质量974kgo2、设备选型1）列车组成一次提升串3辆矿车。2）钢丝绳选择提升长度：Lt9煤=346+30+27=403m加煤=528+30+27=585m悬垂长度：Lx9«t=Lt9ftt+42=445mLx15«=Lti5«+42=627m开采9煤时，选用206Vxi8+FC1570BZZGB8919-2006型钢丝绳，主要技术参

192数为:钢丝绳结构6VX18+FC钢丝绳直径20mm单位长度质量1.65kg/m抗拉强度1570MPa最小钢丝破断拉力总和计算最大静张力：236X1.156=272.816kN提升研石：F^jn1ax=((2700+974)x3xK/+445xl.65xQ)x9.81=39065N提升大件：F=(8500xK/+445xl.65XK2)x9.81=30949N其中，Ki=sinl80+0.02Xcosl8°=0.328《=sin18°+0.2Xcos18°=0.4992钢丝绳安全系数：提升肝石m(,f=6.98>6.5提升大件m大件=8.81>6.5开采15煤时，选用266VX18+FC1670BZZGB8919-2006型钢丝绳，主要技术参数为：钢丝绳结构6VX18+FC钢丝绳直径26mm单位长度质量2.79kg/m抗拉强度1670MPa最小钢丝破断拉力总和423X1.156=488.988kN计算最大静张力：提升研石:F(Fjmax=((2700+974)x3x^;+627x2.79xK2)x9.81=44037N提升大件：FAftjmax=(20000xK/+627x2.79xK2)x9.81=72928N钢丝绳安全系数：提升研石mjf=l1.10>6.5提升大件m大片6.71>6.5钢丝绳安全系数符合现行《煤矿安全规程》的规定。

1933)提升机选择选用JK-2.5/30E型单绳缠绕式提升机,配行星轮减速器，其主要参数如下:提升机型号JK-2.5/30E卷筒数量1个卷筒直径2.5m卷筒宽度1.5m最大静张力90kN减速比30变位质量提升机校验如下(按15煤计算)：21000kg卷筒直径:Dg=80x26=2080mm<2500mm缠绳层数校验：”+L,“+(3+4WxZ)Jx(d+£)兀xD],xB_[585+30+(3+4)^-x2.5]x(26+2.5)乃xq,xl500=1.604<3层式中：5一定期试验用钢丝绳长度，取30m；Dg—卷筒直径，m；d—钢丝绳直径，mm；£一钢丝绳间隙，取2.5mm；Dp—多层缠绕时钢丝绳在卷筒上缠绕的平均直径，m；力=2.5+(2-1)X0.026=2.526B—■卷筒宽度，mm。钢丝绳在卷筒上的实际缠绕层数为1.604层，小于现行《煤矿安全规程》中缠绕层数为3层的规定。4）电动机选择

194选用交流变频电动机，采用变频调速，其主要技术参数如下：额定功率280kW额定电压380V额定转速740r/min过载倍数2.0提升机实际提升速度5）天轮Vmax=3.22m/s选用TSG2500/15型固定天轮，其主要技术参数如下:型号TSG2500/15型固定天轮直径2.5m变位质量550kg6）副斜井提升系统图见图9-1-1,副斜井提升速度图、力图见图9-1-2〜图9-1-5。钢丝绳的偏角：2x30钢丝绳的偏角符合现行《煤矿安全规程》的规定。过卷距离：由于本矿车场型式为平车场，根据现行《煤矿安全规程》对倾斜井巷过卷距离的解释，甩车场需要留有过卷距离，平车场不需要留过卷距离。7）电动机校验（按15煤大件）等效力：72.42kN等效时间：204.763s等效功率：P,="42x3.22=253.47kWd0.92电动机富余系数：280…af==1.10f253.47电动机额定出力：280x0.92=8()()N'3.22力图最大力：109.473kN_pinn473电动机过载系数：&==1.368<2x0.85=1.7Fe80电动机满足要求。

1958)副斜井提升最大班作业时间平衡表见表9-1-1、9-l-2o一次循环时间：9煤：Tg=382.02s15煤：Tg=495.06s无论开采9煤还是开采15煤，最大班作业时间均小于6h,符合现行《煤炭工业矿井设计规范》的要求。表9-1/副斜井提升最大班作业时间平衡表(9煤)序号提升项目单位每班提升量每次提升量每班次数每次时间(s)每班时间(min)备注1提升研石t908.112382.0276.42下放雷管、炸药次22646.3321.543设备及其它车2539382.0257.34合计2.587h表9-1-2副斜井提升最大班作业时间平衡表(15煤)序号提升项目单位每班提升JSL里每次提升量每班次数每次时间(s)每班时间(min)备注1提升阡石t908.112495.0699.012下放雷管、炸药次22828.3327.613其它车2539495.0674.264合计3.348h

196197

197V(m/s)八3.22Lt=403mTq=382.02Sa(m/s2)0.30.50.50.3㈣3.3323.334.44103.814.4423.333.3325L(m)\6723.339.37334.269.3723.331.67-28349-28367-290101429028-54398、J-54416注噗线为上%虚喙为下放.图9-1-2副斜井升降物料（按研石）速度图、力图（至9煤）

198F(N)A5761057534194485437m=48254kg―30706k306306579J\6503\\1376

199注噗线为上提，虚线为下北图9-1-4副斜井升降物料（按研石）速度图、力图（至15煤）

200V(m/s)A3.22Lt=585m]-2950/F(N)A109473109345-20975^-21006/人厂-1/7।/-51425L/-51456―/-53?35'1卜53165L-83585J7-83615注:实线为上提,虚线为下放.图9-1-5副斜井升降大件速度图、力图（至15煤）

201二、副斜井绞车机电保护装置及电气保护1、电气保护系统主要包括：过电压、过电流、欠电压、缺相保护、不平衡保护、短路保护、超频保护、失速保护、变频器过载、堵转保护、电机过载保护、半导体器件的过热保护、瞬时停电保护等，并提供故障、断电、停机等报警。2、控制系统中设置下列保护和闭锁：限速及超速保护、短路及欠压保护、过卷保护、错向闭锁、松绳保护、闸瓦磨损保护、测速回路断电保护、制动油及润滑回路故障保护、电气制动电流消失保护；操纵手柄不在“0”位、工作制动手柄不在全抱闸位置，不能解除安全制动联锁；未接到工作信号，不能起动的联锁、变频器故障报警。3、提升机房设置正常照明装置和应急照明装置。三、副斜井跑车防护装置及车场信号装置1、副斜井井口房及井筒跑车防护装置副斜井担负本矿井材料、设备的上下井。矿井生产期间，井下研石不升井。井筒倾角。=18°,初期开采9号煤，井筒长346m；后期（约12年后）开采15号煤时，井筒将延伸182m。副斜井轨道钢轨型号为30kg/m,提升为单钩串车，一次提升3辆1.5吨900mm轨距矿车。副斜井井口设计为平车场。出车（由井筒驶出地面）线在井口变坡点附近设置逆止器，以防止升井的车辆逆行滑入井筒。进车线设有推车机、复式阻车器和单式阻车器，自动连锁控制；复式阻车器设在井口房入口处，以防止车辆误入挂钩地点和方便分解列车；单式阻车器设在井口变坡点附近挂钩位置，以防止未连挂的车辆滑入井筒。在井口变坡点竖曲线段，设置5组D=250mm坡口托绳轮。在井筒内设置D=120mm托绳轮，其布置间距为8m。井筒内安设常闭式斜井跑车防护装置，本设计暂按FJB-4型跑车防护装置考虑。初期井筒长346m,共安设5台，第一台安设在井口变坡点下方约30m处，防止未连挂的车辆继续往下跑车；最后一台安设在井底车场上方约20m处，其余3台均匀分

202布(间距约74m)安设在井筒内，将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住。后期(约12年后)开采15号煤时，井筒将延伸182m,届时再增设跑车防护装置。目前，跑车防护装置设备产品发展较快，在施工图设计时，应根据当时产品情况,优先选用大能量的跑车防护装置，以减少设备数量、方便维护和减少设备故障率。FJB-4型跑车防护装置主要性能和技术参数如下：环境条件：煤矿井下，防爆；吸能器最大缓冲阻力：2X120kN；最大制动距离：15m；最大吸能量：3780000J；车位检测精度：±0.1m；定时精度：±lmS；挡车栏提升电动机功率：2.2kW；挡车栏提升时间：V3S。跑车防护装置允许最大安装间距计算如下：1)一次提升的最大质量：m=)=3x(974+2700)=11022kg式中：n——次提升矿车数量，n=3；mi—©车自身质量，m(=974kg；m2—矿车最大装载质量，m2=2700kgo2)矿车在下放运行中的初始动能:m-V2211022x3.222-2=571407式中：v—最大提升速度，v=3.22m/s。3)允许最大跑车距离：E_Eo3780000-57140°-mg-(sin/7-/•cos>5)-11022x9.81x(sin180-0.008xcos18°)式中：E—跑车防护装置最大吸能量：E=3780000J；B—井筒倾角，3=18°；f—矿车运行阻力系数，取f=0.008。

2034）跑车防护装置允许最大安装间距：L=L（）-ktv-Lz=114,2-1.3X3X3.22-15=86.6m式中：k—安全系数，取k=1.3；t-跑车防护装置挡车栏的提升时间，t=3S；Lz—跑车防护装置最大制动距离，Lz=15m。本设计跑车防护装置的安装距离为约74m,满足要求。2、副斜井车场信号装置副井操车系统装有从井底信号工发给井口信号工和从井口信号工发给绞车司机的信号装置。井口信号装置与绞车的控制回路相闭锁，只有在井口信号工发出信号后，绞车才能启动。除常用的信号装置外，还设有备用信号装置。井底车场与井口之间，井口与绞车司机台之间，除有上述信号装置外，还装设直通电话。四、井底煤仓事故的防治措施煤仓事故主要有堵仓、滚筒前堆煤、人员滑入煤仓中等，其防治措施主要有：1）煤仓口封闭，周围设栏杆。2）回采工作面设破碎机。3）安装煤位信号。4）合理设置煤仓下收口及设置防堵仓设备.5）煤仓上口设置300mmX300mm孔眼铁篦子。第二节带式输送机运输设备一、主斜井提升设备主斜井装备一台钢绳芯输送带带式输送机担负提煤任务，井下煤炭通过9号煤井底煤仓下口给煤机进入主斜井带式输送机，运至地面主斜井井口房；到后期，将本输送机延伸至15号煤井底煤仓下，提升15号煤。主斜井井筒倾角为20°,本机为深槽式大倾角上运带式输送机,上托辑采用60°深槽托轮组。本机前后期时间间隔约10年以上，综合考虑前后期的情况，本设计对输送带和主电动机分别按前期和后期进行选型，其它均按后期设计。

204本次安全专篇设计，将原初步设计中的驱动型式和制动装置更改为变频调速和低速轴可控盘式制动器。1、主斜井带式输送机主要技术参数运量：Q=250t/h；带宽：B=1m；带速：v=1.6m/s；机长：前期L=470m,后期Li=607m；提升高：前期H=156.4m,后期Hi=204.3m；倾角：井筒区段厂20°,机头附近。=14°；初期输送带：型号ST/S1250（阻燃），强度1250N/mm；后期输送带：型号ST/S1600（阻燃），强度1600N/mm；传动滚筒直径：D=1000mm；驱动形式：机头部双传动滚筒双电机，功率配比1:1,变频调速控制，其中一个传动滚筒低速轴设置逆止器，另一个低速轴设置可控盘式制动器；初期主电动机：型号YPT315M—4,功率132kW,2台，电压380V；后期主电动机：型号YPT315L1-4,功率160kW,2台，电压380V；减速器：型号H3SH1I—45,平行轴，带风扇冷却，速比i=43.077；低速轴可控盘式制动系统（防爆）：盘形闸型号SHI107,2对,额定制动力矩80960N.m,1套；低速轴逆止器：型号DSN090,额定逆止力矩90000N.m,1台；拉紧形式：机尾重锤拉紧。2、主斜井带式输送机简要校验计算（按后期）1）装料断面输送能力Qmax=3600.A•v•P=3600x0.09x1.6x0.85=440t/h式中：A—输送带上物料断面积（计入了输送机倾角的影响），S=0.09m2；v—输送带速度，v=1.6m/s；

205P—物料松散密度，P=0.85t/m3o2）满载运行工况计算满载运行圆周力：p=CLs-g[foG+%+%)+%Go+%)]+«•"g+4=1.18x571x9.81f0.04(44+30+13)+0.03(30+4)]+44x204.3x9.81+4341=122269N式中：C—附加阻力系数，C=1.18；fo—深槽承载托辑组模拟摩擦系数，fo=0.04；fu—下托辐组模拟摩擦系数，fu=0.03；Ls—输送机水平投影长度，Ls=571m；g—重力加速度，g=9.81m/s2；q—输送带上物料质量，q=44kg/m；qo—输送带质量，qo=3Okg/m；qi—承载托转转动质量，qi=13kg/m；q?—下托辑转动质量，q?=4kg/m；H—输送机提升高度，H=204.3m；Fs—导料槽和清扫器特种阻力，Fs=4341No轴功率：N（）=10'•尸•v=10-3x122269x1.6=195.63kW需主电动机功率：N=*==253.55kW7•%%%0.9x0.94x0.96x0.95式中：7_电压降系数，7=0.9；%—减速器效率，%=0.94；%—低速轴和高速轴联轴器等效率，%=0.96；Z—功率平衡系数，2=0.95。主电动机功率富裕系数:2x160253.55式中：Nd—主电动机功率，Nd=2X160kWo

206传动滚筒与输送带之间不打滑要求松边最小张力:

207S,min=1.3x122269I）-2x（2.85-l）=42959N式中：ka一动荷载系数，取ka=1.3；e—自然对数的底，e=2.71828；g-传动滚筒与胶带间的摩擦系数，p=0.3；a—传动滚筒H的围包角，a=200°=3.49066弧度。上分支输送带挠度要求最小张力：S,min=（小。儿$=（44+30）xL2x9.81=由四8AO8x0.01式中：Lo—上托辑间距，L（）=1.2m；Xo—上分支输送带允许挠度，Xo=0.01.下分支输送带挠度要求最小张力：式中：lu—下托辐组间距，lu=3m；Au—下分支输送带允许挠度，Au=0Ol。下分支阻力：Fu=C•九，■g，（4o+42）—+=1.18x0.03x571x9.81（30+4）-30x204.3x9.81+2100=-51284N式中：Fus—输送带下分支清扫器特种阻力，Fus=2100No取机尾处输送带张力：S3=11036N（满足输送带挠度要求）传动滚筒松边输送带张力：S2=S3-Fu=11036+51284=62320NS2>S2min,满足传动滚筒与输送带之间不打滑要求。传动滚筒紧边输送带张力（输送带最大张力）：S,=S2+F=62320+122269=184589N输送带安全系数：

208，/1()381O3X1600x1K=£==8.66（安全）S1184589式中：p—输送带强度，p=1600N/mm；B—输送带宽度，B=1mo3）满载逆止工况计算逆止圆周力：[/oiG+4o+）+/ui,（%+。2）]=44x204.3x9.81-1.18x571x9.81[0.016(44+30+13)+0.012(30+4)]=76286N式中：foi—逆止工况深槽承载托辐组模拟摩擦系数，foi=0O16；fui—逆止工况下托辐组模拟摩擦系数，fu=0.012。低速轴逆止力矩:Mn=F〃•D76286x12-=38143Nm式中：D—传动（逆止、制动）滚筒直径，D=1mo逆止器额定逆止力矩与所需逆止力矩之比：%90000K„==2.30Mn38143式中：Mn—逆止器额定逆止力矩，Mn=90000N.mokn>2,满足要求。盘式制动器额定制动力矩：Mz=0.4/?-T（Dz-120）=0.4x2x115x（103x1-120）=80960式中：n—盘形闸对数，n=2对;T一盘形闸加紧力，取松闸间隙为2mm,T=115kN；Dz—制动盘直径，Dz~1000mmo盘式制动器额定制动力矩与所需逆止力矩之比:（满足要求）

2092

210二、9煤南翼大巷1号和2号带式输送机9煤南翼大巷带式输送机将9煤南翼采区工作面运输巷带式输送机的来煤运往9煤井底煤仓。9煤南翼带式输送机大巷全长5225m,共布置三台带式输送机（分别称为1号、2号和3号输送机）搭接转载运输，该大巷及带式输送机随着采煤工作面的接替逐步延伸。首次安装只安装1号带式输送机的部分机长，随着大巷的延伸，分阶段延伸安装至其最终机长；随后，再分阶段安装2号和3号带式输送机。1号和2号两台带式输送机最终机长时的主要技术参数相同。1、9煤南翼大巷1号和2号带式输送机主要技术参数运量：Q=350t/h；带宽：B=1m；带速:v=1.6m/s；机长：L=1643m；提升高：H=-3.6m（计入卸载架等高度的影响）；巷道坡度：P=-3%o；输送带：型号PVG1400s（阻燃），强度1400N/mm；传动滚筒直径：D=1000mm；驱动形式：机头部双传动滚筒双电机，功率配比1:1,限矩型液力偶合器传动，高速轴设置制动器，制动器仅用于紧急事故制动；主电动机：型号YB2280M4,功率为90kW,2台，电压660V；限矩型液力偶合器型号：YOXfz500;减速器：型号B3sH9—45,直交轴，带风扇冷却，速比i=44.202；制动器：型号BYWZ5-400/50（防爆），额定制动力矩400~800N.m,2台；拉紧装置:在传动滚筒松边附近设置ZLY—01—160型自控液压拉紧装置（防爆）,最大拉紧力160kNo2、9煤南翼大巷1号和2号带式输送机主要技术参数校验计算结果1）输送带张力、防滑验算及输送带安全系数满载运行工况圆周力：F=60367N；

211满载运行工况传动滚筒松边输送带张力：S2=32196N；满载运行工况输送带最大张力（传动滚筒紧边）：S,=92563N；满载运行工况传动滚筒打滑安全系数：k=2'2・卜皿-1）=2二32196x（2.50二1）=160（满足启动不打滑要求）F60367式中：e—自然对数的底，e=2.71828；M—传动滚筒与胶带间的摩擦系数，n=0.25；a—传动滚筒H的围包角，a=210°=3.6652弧度。输送带安全系数：K=15.1；2）主电动机功率校验满载运行轴功率：N0=96.6kW；满载运行需主电动机功率：N=*==136.3AW一•仇••%0.9X0.94X0.95X0.98x0.9式中：7_电压降系数，7=0.9；%—减速器效率，%=0.94；%—液力耦合器效率，%=0.95；”—低速轴联轴器效率，小=0.98；%—功率平衡系数，Z=0.9。主电动机功率富裕系数：kd=1.32o3）制动器能力检验本机属于水平带式输送机，本设计制动器仅用于紧急事故制动，正常情况是在自然停车后再上闸。本设计以模拟摩擦系数f=0.012时,满足满载制动减速度azW0.3m/s2作为制动器选型依据。具体计算过程，不再赘述。三、9煤南翼大巷3号带式输送机9煤南翼大巷带式输送机布置情况见9.2.2所述。本机在9煤南翼大巷随着采煤工作面的接替逐渐延伸至约3300m长度（大约8年）之后，再分阶段安装和延伸，直

212至本机最终机长。因此，本设计暂按如下考虑，待到施工图设计阶段再酌情予以设计确定。9煤南翼大巷3号带式输送机主要技术参数及校验计算结果如下：运量：Q=350t/h；带宽：B=1m；带速:v=1.6m/s；机长：L=1940m；倾角：p=-2°40,；提升高：H=-90m；输送带：型号PVG1000S（阻燃），强度1000N/mm；输送带安全系数：K=15.2；传动滚筒直径：D=630mm；驱动形式：机头部单传动滚筒单电机，高速轴设置制动器；主电动机：型号YB2280M4功率为90kW,1台，电压660V（为了便于管理，与1号和2号输送机的主电动机取相同的型号）；主电动机功率富裕系数：kd=1.39；减速器：型号B3sH7-31.5,直交轴，带风扇冷却，速比i=30.509；制动器：型号BYWZ5—400/80（防爆）,额定制动力矩630〜1250N.m,1台；制动器选型依据：满载制动减速度az^0.3m/s2；拉紧装置：在传动滚筒松边附近设置ZLY-01-160型自控液压拉紧装置（防爆）,最大拉紧力160kNo四、带式输送机供电及传动主斜井带式输送机两路0.4kV电源引自工业场地6/0.4kV变电站不同0.4kV母线段，导线型号为ZR-YJV22-lkV2X（3X240+1X120mm2）,变电所为单母线接线方式。主井输送机（2X185kW）采用成套变频电控装置。井下9煤带式输送机大巷设置3台带式输送机，双回电源引自9煤采区变电所不同6kV母线段。五、带式输送机事故防治措施及装备带式输送机配备微机防爆电控成套装置，装设有驱动轮防滑、烟雾、温度、堆煤、自

213动洒水和防跑偏、速度、输送带张紧力下降、防撕裂、断带、紧急闭锁停车等保护装置，在机头和机尾设有防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏。其事故主要有胶带着火、打滑、连接胶带伤人、撕裂胶带等，主要防治措施有：防滑保护：设置速度传感器，正常显示带式输送机速度，事故时报警；烟雾保护：设置烟雾传感器，事故时报警，并与自动喷水装置联动；温度保护：设置温度传感器，超温时报警，并与自动喷水装置联动；堆煤保护：设置堆煤传感器，堆煤时报警并停车；洒水保护：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。跑偏保护：设置跑偏开关，一级跑偏时报警，二级跑偏时停车，均显示跑偏开关动作地点；超速保护：报警，并显示带式输送机速度；纵撕保护：设置纵撕传感器，事故时带式输送机急停，并报警；断带保护：带式输送机急停，并报警；闭锁开关动作：设置拉绳闭锁开关，事故时带式输送机急停，报警并显示闭锁开关动作地点；张紧力下降保护：与张紧装置配套的电控装置连锁，事故时报警。第三节辅助运输一、大巷及工作面巷道辅助运输设备1、大巷及工作面巷道辅助运输设计均采用连续牵引车运输。根据运距、运量及巷道坡度，选用SQ-80(75)型无极绳连续牵引车3台，其中9号煤轨道大巷1台，工作面回风巷1台，工作面运输巷1台。连续牵引车主要技术特征如下：绞车功率：75kW；滚筒直径：1200mm；最大牵引力:80kN；绳速：1.0,1.7(m/s)；适应最大倾角：15。；

214最大运距：1500m；钢丝绳：24NAT6xl9+FC1570SGB“8918qR=2.07kg/m破断力为：Qz=298kN。2、连续牵引车简要设计计算1)轨道巷连续牵引车①绞车牵引力计算F=(G+G0)x(0.02xcos尸皿+sin/7max)+2juqKL式中：G——最大载荷重量，20tGo——梭车自重，1.8tH——钢丝绳阻力系数，0.23qR——单位长度钢丝绳重量，2.07kg/mBa-运行线路最大坡度，5°L运输距离,600mF=(20+1.8)x(0.02xcos50+sin5°)x1000+2x0.23x2.07x600=21.8x0.107x1000+666.54=2332.6+571.32=2904/=29kN②钢丝绳张力计算厂c°-1)[S,=\.9kNF=S.-S,==＞《1n[S4=36kN式中：n—摩擦力备用系数，可取n=l.1-1.2p-钢丝绳与驱动轮间的摩擦系数，可取产0.14a—钢丝绳在驱动轮上的总围抱角，a=3.5x27r=77i③绞车电机功率验算式中：F—绞车牵引力，F=29kNV—梭车速度，V=1.0m/sn—绞车传动效率，取『0.8N=%'Xi〜=36.3kW<75kW0.8

215④钢丝绳强度验算O298〃="之[〃]=>〃=——=8.28>3.5=[川S436式中：n-钢丝绳安全系数Qz—钢丝绳破断力，Qz=298KN(1570MPa)S4—钢丝最大绳张力，S4=36KN[n]—钢丝绳许用安全系数，[n]=3.5⑤张紧器选择运品巨为600m,Si=1.9KN选用三轮张紧器一组，配20=2x100190x2^60=7)个配重。⑥运输时间：T=600-?1.0-?60=1Omin2)工作面运输巷(回风巷)连续牵引车①绞车牵引力计算尸=(G+G。)x(0.02xcosBg+sin/侬)+2偌口L式中：G—最大载荷重量，20tGo—梭车自重，1.8t日一钢丝绳阻力系数，0.23qR—单位长度钢丝绳重量，2.07kg/mBmax—运行线路最大坡度，10°L运输距离，1520F=(20+1.8)x(0.02xcos100+sin10°)xl000+2x0.23x2.07x1520=21.8x0.193x1000+1447.3=4207.4+1447.3=5655依=56.55kN②钢丝绳张力计算

216F=S「S尸S1（"。-1）fs,=4.4kN~n=83.1&N式中：n—摩擦力备用系数，可取n=l.l〜1.2钢丝绳与驱动轮间的摩擦系数，可取「0.14a—钢丝绳在驱动轮上的总围抱角，a=3.5x2b7兀FxV56.55x1.0=70.68kW③绞车电机功率验算(电机为110KW)r/0.8式中：F—绞车牵引力，56.55kNV—梭车速度，1.0m/sn—绞车传动效率，o.875功率备用系数：K==1.0670.68绞车可选用75kW,速度为l.Om/s、1.7m/s,又有运距为1520m,满足使用要求④钢丝绳强度验算〃=%2[〃]=〃=当=3.59>3.5=[n]S483.1式中：n—钢丝绳安全系数Ql钢丝绳破断力，Qz=298kN(1570MPa)S4—钢丝最大绳张力，S4=83.1kN[n]—钢丝绳许用安全系数，[n]=3.5⑤张紧器选择运星巨为1520m,S)=4.4kN选用五轮张紧器二组，每组配30=2x150440x2^60-15)个配重。二、无极绳连续牵引车运输事故防治措施1、轨道巷的一侧，从巷道底板起L6m的高度内，留有宽度1m以上的人行道，管道调挂高度高于1.8m,巷道另一侧宽度大于0.5m。2

217、牵引机车都必须前有照明，后有红灯；巷道内应装设荧光路标和警标。必须设置声光信号，必须备有列车司机与牵引绞车司机联络用的信号和通信装置。3、要在设备配置上完善防范措施，要建立运输设备操作管理制度和运输巷道行人管理制度等一系列必要的规章制度。4、连续牵引车在巷道内应按规定速度行驶，严禁超速。5、斜巷掘井施工期间必须每隔40m设置躲避胴，并安设红灯。设有躲避闹的一侧必须有畅通的人行道。要严格执行“行人不开车，开车不行人”的规定。6、提高矿井作业人员的综合素质和安全教育。无极绳连续牵引车一般故障及处理方法见表9-3-1。表9-3-1无极绳连续牵引车一般故障及处理方法故障现象原因分析排除方法钢丝绳打滑张紧装置配重不足加大配重张紧装置配重落地紧绳增大钢丝绳的预紧力主压绳轮跳绳安装数量少增加压绳轮组弹簧损坏更换压绳轮梭车运行时掉道坡度太大减缓坡度两组主压绳轮距离小调整两主压绳轮距离导绳器打不开主压绳轮轨道不直修整轨道重车掉道装载偏重提高装车质量矿车不符合要求修理车辆第四节井下其它辅助运输设备一、架空乘人装置对于架空乘人装置，目前国家没有统一的标准产品型号。因此，对于某些部件，需在确定了生产厂家之后，根据该厂产品形式确定其具体规格型号。1、主斜井架空乘人装置主斜井井筒内装备一台架空乘人装置，担负本矿井的人员上下井，最大班下井人数为150

218人；同时用于主斜井带式输送机的检修人员及小件物品的输送。本次安全专篇设计，对原初步设计作了更改。1)主斜井架空乘人装置主要技术参数机长:L=510m；提升高：H=168m；井筒区段倾角：B=20。；型式：循环式，固定抱索器吊椅；吊椅间距：A=15m；额定速度：v=l.lm/s,变频调速控制；运送能力：Q=2x240人/h(双向)；运载钢丝绳：型号18ZAB6X19W+FC1670,直径618mm,破断拉力Sp=179kN；驱动轮和拉紧轮直径：D=l.lm；电动机(变频调速型):功率30kW；制动形式：可控软制动系统；拉紧形式：机尾重锤拉紧。2)主斜井架空乘人装置简要校验计算(1)功率和运载钢丝绳安全系数按最大正功率运行(上升侧满员、下降侧无人)工况计算。上升侧阻力：Fo=gG+4o+%)•(/4+〃)=9.81(5.4+1.17+1)x(0.03x481+168)=13548N式中：g—重力加速度，g=9.81m/s2；q—运载人员及其携带物品质量，按每人质量为80kg计，q=5.4kg/m；qo—运载钢丝绳质量，qo=L17kg/m；qi—吊椅及抱索器质量，每个质量为15kg,qi=1kg/m；f—阻力系数，按有衬垫的托索轮取f=0.03；

219Ls—水平投影机长，Ls=481m；H—提升高度，H=168mo

220下降侧阻力：Fu=gGo+小)-")=9.81(1.17+1)x(0.03x481—168)=-3269N圆周力：F=Fo+Fu=13548-3269=10279N轴功率:No=10_3Fv=103x10279x1.1=11.31kW需主电动机功率：1.2x11.31=194^式中：kd—功率备用系数，的=12T]—传动效率，7/=0.7o主电动机功率富裕系数:式中：Nd一主电动机功率，Nd=30kW。挠度要求运载钢丝绳最小张力:Smm=C-g0-g=1000x1.17x9.81=11478TV式中：C-运载钢丝绳挠度系数，取C=1000。S2min1.3x102791.874-1驱动轮马钢丝绳之间不打滑要求松边运载钢丝绳最小张力:=15289N式中：ka—动荷载系数，取ka=1.3；e—自然对数的底，e=2.71828；g—传动滚筒与胶带间的摩擦系数，-0.2；a—传动滚筒II的围包角，a=180°=3.1416弧度。取驱动轮松边运载钢丝绳张力：S2=15289N（满足驱动轮不打滑要求）机尾处运载钢丝绳张力：S3=S2+Fu=15289-3269=12020N

221S3>Smin,满足挠度要求运载钢丝绳最大（驱动轮紧边）张力:S|=S2+F=15289+10279=25568N运载钢丝绳安全系数：（安全）103-SB103xl79K===7.025568式中：Sp—运载钢丝绳破断拉力，Sp=179kN,（2）制动（逆止）圆周力按最大负功率运行（上升侧无人、下降侧满员）工况计算。可控软制动装置的具体规格型号将根据本架空乘人装置生产厂家的产品形式确定。下降侧阻力：Fui=gQ+go+4）•（力•4-"）=9.81（5.4+1.17+1）x（0.012x481—168）=-12467N式中：6—负功率运行工况阻力系数，取。=0.012；其余符号的意义同前。上升侧阻力：Foi=g-（9o+^i）-（/i-Ls+H）=9.8]（1.17+1）x（0.012x481+168）=3699N圆周力：Fi=FOi+Fui=3699-12467=-8768N2、9煤南翼大巷1号架空乘人装置在9煤南翼带式输送机大巷设置架空乘人装置井下担负运送人员任务，该大巷全长5225m,共布置2台架空乘人装置（分别称为1号和2号架空乘人装置）接力运送人员，该大巷及架空乘人装置随着采煤工作面的接替逐步延伸。首次安装只安装1号架空乘人装置的部分机长，随着大巷的延伸，分阶段延伸安装至其最终机长；随后，再分阶段安装2号架空乘人装置。9煤南翼大巷1号架空乘人装置主要技术参数（最终机长）以及按最不利工况的校验结果如下。最不利工况即：最终机长时，升井侧和下井侧均乘坐满员100人，并旦两侧人员均位于各侧的大坡度上坡行进区段上。机长：L=2185m；总提升高：H=-22.6m；坡度：P=-0.083-0.047；吊椅间距：A28m；

222型式：循环式，活动抱索器吊椅；输送能力：每一侧允许最大载人量100人；（按最大班单向运人数100人）额定速度：v=1.2m/s,变频调速控制；运载钢丝绳：型号22ZAB6X19W+FC1670,直径622mm,破断拉力Sp=267kN；运载钢丝绳安全系数：K=6.64；驱动轮和拉紧轮直径：D=1.4m；驱动轮与运载钢丝绳之间打滑安全系数：k=1.30m；电动机（变频调速型）:功率Nd=45kW；电动机功率富裕系数：kd=1.26；制动形式：可控软制动系统；拉紧形式：机尾重锤拉紧。3、9煤南翼大巷2号架空乘人装置关于9煤南翼带式输送机大巷架空乘人装置布置情况，见9.4.1.2,不再赘述。9煤南翼大巷2号架空乘人装置主要技术参数（最终机长）以及按最不利工况的校验结果如下。最不利工况即：最终机长时，升井侧和下井侧均乘坐满员100人，升井侧人员均位于-0.003坡度区段上，下井侧人员均位于-0.0466坡度区段上。机长：L=3018m；总提升高：H=-93.5m；坡度：P=-0.0466~-0.003；吊椅间距：A28m；型式：循环式，活动抱索器吊椅；输送能力：每一侧允许最大载人量100人；（按最大班单向运人数100人）额定速度：v=1.2m/s,变频调速控制；运载钢丝绳：型号22ZAB6X19W+FC1670,直径622mm,破断拉力Sp=267kN；运载钢丝绳安全系数：K=7.75；驱动轮和拉紧轮直径：D=1.4m；驱动轮与运载钢丝绳之间打滑安全系数：k=1.41m；

223电动机(变频调速型):功率37kW；电动机功率富裕系数：kd=1.30；制动形式：可控软制动系统；拉紧形式：机尾重锤拉紧。二、架空乘人装置电气保护主斜井及9煤带式输送机大巷分别设置循环式架空乘人装置，采用成套防爆电控装置，可以实现全自动运行无人职守，并有语音提示和沿线通信，通过变频调速装置，实现对索道的速度调节装置，设置使跟车人在运行途中任何地点都能向司机发送紧急停车信号的拉绳保护装置。并具有完备的各种保护(越位保护、过速保护、欠速保护、拉绳保护、重锤落地保护、掉绳保护；液压站有欠压保护、过压保护、超温保护、油位检测装置、胶带接头强度检测装置、电气保护等)和远程监控功能。第五节压缩空气设备一、设计依据本矿井井下有两个普掘工作面使用风动设备，地面选煤厂主厂房、原煤仓和铁路装车仓使用压缩空气。全矿井用风情况见表9-5-1。二、设备选择1、空气压缩机矿井最大用风量计算：Q=1.2xl.l5x(2.8x6x0.92+1.2x2+3.6x2+6)+1.15X1.15X(5+3+3+3.1)X0.5=52.18m3/min根据以上计算，并考虑一定的富裕量设计选用SA-132A型螺杆式空气压缩机4

224台，其中3台工作,参数如下：型号排气量排气压力配防爆电动机1台备用；配套电动机功率为132kW,电压380V。其主要技术SA-132A型24m3/min0.85MPa380V、132kW、1480r/min表9-5-1矿井用风情况一览表序号用风设备名称单台耗风量(m3/min)工作压力(MPa)使用台数备注1凿岩机2.80.462风镐1.20.423混凝土喷射机60.3~0.614气动锚杆钻机2.9〜3.60.4-0.6325压滤机吹风50.816合格介质桶30.717煤泥桶30.718原煤仓空气炮1.50.89铁路装车仓空气炮3.10.8与8不同时使用2、压缩空气管路压缩空气管路沿副斜井敷设。地面及井筒敷设D219X6无缝钢管管路，大巷敷设D194X5无缝钢管管路，掘进工作面敷设D108X4无缝钢管管路，采煤工作面敷设D76X4无缝钢管管路。井下压缩空气管路系统见图CA1658-217-lo3、附属设备设计在矿井工业场地内建一座压缩空气站，为便于设备的安装和检修，站内设手动单梁起重机1台，起重量53跨度7m。

225矿井井下设有压风自救系统。矿井发生灾变时，采掘工作面等地点最多约有100人，设100套ZYJ型压风自救装置，压风自救系统所需要的风量为：100X0,1=10m3/min根据以上计算，空气压缩机提供的风量满足压风自救系统所需风量。三、压缩空气设备事故分析1、管路积碳。由于空气中的杂质和污物在等在一定的温度和压力下与润滑油中的有机物混合焦化成黑色油渣，长时间便形成积碳。2、储气罐爆炸。主要是由于内部积碳、温度或压力过高引起的。3,管道振动。由于空气压缩机排出的气流不连贯，具有脉动性，会引起管道振动，此问题多见于活塞式空气压缩机中。4、空气压缩机超温。主要是由于空气压缩机无油或油位过低、油过滤器阻塞等原因引起。5、排气量、压力低于规定值。主要是由于空气滤清器滤芯阻塞等原因引起。6、噪声。四、防范压缩空气设备事故的主要技术措施1、空气压缩机必须使用符合该设备要求的润滑油。2、空气压缩机装有电动机过载保护装置。3、空气压缩机装有防逆转保护装置。4、空气压缩机装有排气温度过高保护装置。当排气温度超过系统设定之最高排气温度时，系统自行切断电源。5、空气压缩机装有安全阀。当控制系统的压力控制不当或失灵而使油气桶内压力比设定排气压力高出O.IMPa以上时，安全阀自动打开，使压力降至设定排气压力以下。6、空气压缩机装有空气滤清器、油过滤器，能够过滤空气及润滑油中的污物。7、空气压缩机装有空气滤清器阻塞报警装置、油过滤器阻塞报警装置、油细分离器阻塞报警装置。

2268、空气压缩机实时监测显示空气压缩机的各种运行参数。9、储气罐设置在室外阴凉处，上方设有挡雨棚。10、储气罐装有超温保护装置，在超温时可以自动切断电源和报警。11、储气罐装有动作可靠的安全阀、出气口装有释压阀。当储气罐内压力大于设定值时，自动打开卸压。12、储气罐底部装有自动排污装置，能够排出储气罐内部污物。13、每个储气罐与供气总管路间均设有闸阀。14、地面管路采用焊接连接且埋地敷设，井筒管路采用焊接连接，井下管路采用柔性管接头连接。在管路的两端及每隔200m至300m处设有一接地点。15、在井底及管路的最低点设有油水分离器。16、站内噪音低于85dB,并设有隔音值班室。五、空气压缩机电气保护空气压缩机采用成套电控装置，配备以下电气保护：过电压、过电流、欠电压、缺相保护、不平衡保护、短路保护、堵转保护、电机过载保护等，联跳至输入侧6kV开关。并提供故障、断电、停机等报警。并装设断油保护装置及断油信号显示装置、断水保护装置及断水信号显示装置、排气口和风包设温度保护装置，在超温时能自动切断电源并报警。

227第十章矿井监控系统第一节矿井安全监控系统一、安全监测监控系统设置要求1、安全监测监控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，对矿井安全生产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。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。2、开采安全条件1）矿井瓦斯等级根据本井田9号煤勘探地质报告，本区9号煤层甲烷含量低，瓦斯成分均以氮气为主，重燃微量，瓦斯分带为氮气一甲烷带和二氧化碳一氮气带。据本区9号煤层瓦斯含量与成分测定结果统计煤层甲烷含量低，煤层瓦斯成分均以氮气为主，因此确定本矿井为低瓦斯矿井。2）煤层自燃倾向性根据勘探区内部分钻孔对9号煤层采样的自燃趋势试验，各煤层还原样与氧化样燃点之差AT1-3为12〜18C,9号煤层均属不易自燃煤层。3）煤尘爆炸性根据勘探区内BT、G7号孔9号煤层煤尘爆炸性试验结果，本区9

228号煤层煤尘均有爆炸危险性。3、安全监测监控系统的选择目前国内适用于煤矿的《安全生产监测监控系统》主要有：《KJ90N型煤矿安全生产监测监控系统》、《森透里昂KJ31N型安全生产监测监控系统》、《KJ86N型安全生产监控系统》、《KJ95N型安全生产监测监控系统》、《KJ73N型安全生产监测监控系统》等。本矿井现用的安全生产监测监控系统为《KJ95N型安全生产监测监控系统》该系统功能较全，且有较大扩容空间，本次设计采用原有系统。本系统可使用在煤矿地面和井下生产环境，符合国家有关标准和行业标准并满足AQ6201-2006《煤矿安全监控系统通用技术要求》，井下监控设备已通过国家技术监督局认证的检测机构进行检验和检测，并且取得“MA标志准用证”，在有煤尘和瓦斯爆炸性环境中使用的设备，也通过国家技术监督局认证的检测机构的防爆检验，并取得“防爆合格证”。系统必须具备甲烷断电仪和瓦斯风电闭锁装备的全部功能，并且当电网停电后，必须保证正常工作时间不小于2ho4、安全监测监控系统中心站和分站的设置⑴中心站的设置本矿井安全监测监控系统中心站已经形成，设在矿井调度中心，并具有可靠的防雷接地装置，地面中心站配备监控主机和打印机。主机采用工控机2台，双机热备，矿井调度室的电源采用两路电源配电；另外配置一台UPS电源作为应急电源，保证系统的稳定运行。主机通过传输通讯设备与监控设备和传感器通信。主机通过工业级防火墙接入矿局域网，并上传至上级管理部门。该监控主机具有异地报警、异地断电（手动遥控断电），并显示实时数据、曲线、通风（流向）图、测点配置图等。打印机可打印监测参数及报表。⑵分站的设置分别设置在地面和井下。地面监控分站设在通风机房、压风机房；井下监控分站设在15煤主变电所、9煤盘区变电所、9煤煤仓机电嗣室、9101工作面胶带机机头胴室、掘进工作面机等设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或碉室中。（3）传输电缆

229地面主机与井下监控分站采用光缆连接，监控分站与分站之间，分站与传感器之间采用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。监控电缆在巷道内与动力电缆分别敷设在巷道的两侧，不满足分别敷设条件的巷道，监控电缆应敷设在动力电缆的上方0.1m的地方。为防止雷电通过矿井安全监控系统引起井下瓦斯爆炸，下井光缆已采取防雷电保护措施。地面中心站、监控分站及传输电缆均满足《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029-2007）中的各项规定。二、监测设备各类传感器的布置1、综采工作面传感器选型及配置⑴传感器类型、数量、位置在综采工作面配置的传感器有：瓦斯传感器3台（工作面上隅角1个、工作面回风巷距工作面小于10m处1个；工作面回风巷距大巷回风巷巷道口10m~l5m处1个）、风速传感器1台、粉尘传感器1台、烟雾传感器2台、一氧化碳传感器2台、设备开停传感器6台、风门传感器2台。在采煤机上设置机载式瓦斯断电仪或瓦斯监测报警仪。⑵各类传感器的报警、断电、复电工作面上隅角的瓦斯传感器的报警浓度为21.0%,断电浓度为21.5%,复电浓度<1.0%,断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备；工作面的瓦斯传感器的报警浓度为21.0%,断电浓度为2L5%,复电浓度VI.0%,断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备；工作面回风巷的瓦斯传感器报警浓度21.0%,断电浓度为21.0%,复电浓度VI.0%,断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。工作面带式输送机滚筒下风侧一氧化碳的报警浓度为0.0024%o采煤机机载断电仪的报警浓度为21.0乐断电浓度为21.5%,复电浓度VI.0%,断电范围为采煤机及工作面刮板输送机电源；采煤机机载报警仪的报警浓度为21.0%o2、掘进工作面传感器选型及配置

230⑴传感器类型、数量、位置在综掘工作面配置的传感器有：瓦斯传感器2台（距掘进工作面小于5m处1个、距回风大巷巷道口lOnT15nl处1个）、风速传感器1台、粉尘传感器1台、风筒开关传感器1台、设备开停传感器6台、烟雾传感器2台、一氧化碳传感器2台、风门传感器2台。掘进机设置机载式瓦斯断电仪或者便携式瓦斯检测报警仪。在两个普掘工作面各配置的传感器有：瓦斯传感器2台（距掘进工作面小于5m处1个、距回风大巷巷道口5m处1个）、风速传感器1台、粉尘传感器1台、风筒开关传感器1台、设备开停传感器5台、烟雾传感器1台、一氧化碳传感器1台、风口传感器2台。⑵各类传感器的报警、断电、复电掘进工作面瓦斯传感器的报警浓度为21.0%,断电浓度为21.5%,复电浓度V1.0%,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备；掘进工作面回风流的瓦斯传感器的报警浓度为21.0%,断电浓度为21.0%,复电浓度VL0%。断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。掘进面带式输送机滚筒下风侧一氧化碳的报警浓度为0.0024%o掘进机载断电仪的报警浓度为21.0%,断电浓度为21.5%,复电浓度VI.0%,断电范围为掘进机电源；掘进机机载报警仪的报警浓度为2L0%。3、其它地点传感器选型及配置在9煤盘区变电所配备温度传感器1台、远程馈电断电控制器5台；9煤仓配备煤位传感器1台、瓦斯传感器1台、粉尘传感器1台、烟雾传感器1台、温度传感器1台、一氧化碳传感器1台、设备开停传感器1台、远程馈电断电控制器2台；15煤主变电所配置温度传感器1台；15煤水泵房及水仓配置水位传感器2台、设备开停传感器3台；井下爆炸材料发放闹室配置风速传感器1台、温度传感器1台；消防材料库配置风速传感器1台、温度传感器1台；南翼回风巷、北翼回风巷分别配置风速传感器1台、瓦斯传感器1台；南、北翼大巷带式输送机机头各设置一氧化碳传感器1台、烟雾传感器1台、设备开停传感器1台。地面通风机房配备设备开停传感器4台、负压传感器1台、风量传感器1

231台；压风机房配备设备开停传感器3台、风压传感器1台。煤仓上方瓦斯传感器的报警浓度为21.5%,断电浓度为21.5%,复电浓度VL5%,断电范围煤仓运煤的各条运输设备及其他非本质安全型电源。南、北翼回风巷和总回风巷瓦斯传感器的报警浓度为20.70%。变电所、煤仓等机电碉室设置的温度传感器的报警值为34℃。各带式输送机滚筒下风侧一氧化碳的报警浓度为0.0024%o4、设备开停、风门开关等主要机电设备安装设备开停传感器共34台，为及时监测主要机电设备的工况信息，将开停传感器卡在被控设备的负荷侧电缆上。安装风门传感器共10台，为及时监测风门的开关信息，风门传感器安装在风门处。本次设计根据《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的规定设置各类传感器的布置。传感器的布置及断电系统详见附图CA1658-274-1、2、3。三、各类传感器的装备量1、矿井传感器的装备标准⑴矿井灾害类型及程度要求本矿井为低瓦斯矿井、煤尘具有爆炸的危险性、煤层属不易自燃煤层。⑵采掘布置及工作面数目本次设计只开采9号煤，其9煤包括综采工作面一个、综掘工作面一个、普掘工作面两个。2、矿井各类传感器的装备量⑴各类传感器装备用量的确定瓦斯传感器12台、风速传感器8台、温度传感器5台、粉尘传感器5台、烟雾传感器8台、一氧化碳传感器8台、设备开停传感器34台、煤位传感器1台、风筒传感器3台、风门传感器10台、远程馈电断电器7台、水位传感器2台、负压传感器2台、风量传感器1台。各类传感布置见表10-l-lo

232⑵各类传感器备用量的确定根据井下采掘工作面的实际情况，传感器的备用量按1个综采工作面、1个综掘进工作面和2个普掘工作面考虑，各类传感器的备用量按20%考虑分别为：瓦斯传感器备用3台、风速传感器、一氧化碳传感器、烟雾传感器、粉尘传感器、温度传感器、远程馈电断电器、风门传感器各备用2台、风筒传感器、水位传感器、煤位传感器、负压传感器、风量传感器各备用1台、设备开停传感器9台。⑶各类传感器装备总量本矿井升级改造后新装备瓦斯传感器15台（备用3台）、设备开停传感器40台（备用9台）、风速传感器10台（备用2台）、温度传感器7台（备用2台）、烟雾传感器10台（备用2台）、一氧化碳传感器10台（备用2台）、粉尘传感器7台（备用2台）、风门传感器12台（备用2台）、远程馈电断电器9台（备用2台）、风筒传感器4台（备用1台）、煤位传感器2台（备用1台）、水位传感器3台（备用1台）、负压传感器3台（备用1台）、风量传感器2（备用1台）。四、其他安全监控系统1、瓦斯抽采系统由于本矿井为低瓦斯矿井，所以本矿不设瓦斯抽采系统。2、束管监测系统由于本矿井为煤层属于不易自燃煤层，所以本矿不设束管监测系统。第二节其他安全生产监控系统一、人员定位系统本矿现有KJ125A型矿井人员安全监测系统一套，该系统集人员考勤、跟踪定位、灾后急救、日常管理等功能于一台的综合性应用系统。本次设计在现有系统的基础上在新扩建部分的主要地点（综掘工作面、掘进工作面等）设置定位分站，监控井下人员的分布状况和运动轨迹。二、产量监控系统本矿现有矿井产量监控系统一套，该系统主要由BH-WTA-QGY

233网络终端和井下电子皮带称组成。该系统可将原煤产量数据及时上传到集团公司，为上级单位实行安全生产管理、事故报警、安全调度等工作提供了一个稳定实用的网络系统平台。本次设计在新建的主斜井胶带机设电子皮带秤，对原煤产量进行监测，监测数据接入现有产量监控系统。三、顶板压力监测系统矿山压力是影响煤矿井下安全生产的重要因素，矿山压力监测与顶板管理是整个矿山信息化系统中的一个重要组成部分，对矿井的安全、生产有重要的意义。为了减少或避免矿井顶板垮塌和综采面冒顶事故对人员和设备造成损害，本次设计考虑采用矿压监测系统对井下矿山压力和巷道顶板离层状况进行监测，做到动态监测，提前预测，及早处理。矿山压力的监测分为掘进过程中压力监测，回采工作面支架压力监测、顺槽离层监测和大跨度巷道连接部离层监测等几部分。该系统主要由压力分机、离层传感器、通讯分站、通讯主站、上位机等组成。压力分机采集各支架、顶板压力等信号，在上传至通讯分站，通讯分站再通过上传到通讯主机。四、带式输送机运输监控系统为保证带式输送机的可靠运行，每条带式输送机均配有一套带式输送机电控成套装置，电控装置可根据电机驱动装置的不同配置相应的控制器，从而实现电机空载分时软起动，多电机功率自动平衡调节，电控装置可实现对相关设备的联锁控制，电控装置具有完备的各种保护（拉绳、跑偏、温度、烟雾、纵撕、堆煤、速度、带式输送机张力下降等）和报警预告功能。胶带输送机运输监控系统的各类运行参数，通过PLC监控主站，采用以太网方式传输到地面监控中心。系统具有远程集中控制、远程单机控制、远程监视三种功能，当系统故障时各设备仍可就地控制。五、通风机房监控系统在风井场地通风机控制室设风机在线监测监控装置（PLC）一套，可实现风机各参数的自动检测及风机自动化控制，风机在线监测监控装置采用通讯模块与设在监控中心的上位机连接，实现通风机的远程监测和监控。

234六、排水泵房自动化系统在15煤主变电所设一套自动化控制分站，分站主机采用防爆型PLC,可根据水仓水位完成对水泵的自动化控制，系统同时可根据电网负荷信息，以“消峰添谷”原则确定开、停水泵时间，从而合理地利用现场总线连接，传送水泵运行参数和自动化控制信息，实现泵房的远程监控。七、变电所综合自动化系统地面35kV变电所、工业场地变电所、副井提升机配电室、主井输送机配电室、15煤主变电所和9煤采区变电所均选用智能型高、低压开关柜或隔爆开关，柜内加装微机综合保护单元，采用综合保护单元对每一高压进出线回路进行监测和控制，具有定值调试、风电闭锁、瓦斯闭锁和通讯等功能。在各变电所内安装通讯分站，分站采用现场总线连接综合保护单元，同时将综合保护单元采集到的电压、电流、功率、断电器的分合状态及故障信息送到地面监控中心上位机，工作人员可在地面上位机上完成各开关的分合闸的控制及整定的修改。八、综采工作面集中监控系统在盘区安装两套工作面集中监控系统，完成对工作面刮板机、破碎机、转载机的自动顺序起停控制，系统同时具有语音通讯、起动预告、故障报警、紧停等功能。系统通过总线将工作面集中监控系统的各类运行参数传输到地面的上位机中，供生产管理人员使用。九、空气压缩机自动化系统在空气压缩机成套PLC监控设备的基础上，完成压风机各参数的自动检测及压风机自动化控制，具有完善的联机控制功能。压缩空气机控制系统与综合自动化系统连接，实现压风机的远程监测和监控。十、锅炉房自动化系统在锅炉房设一套自动化控制分站，实现设备的自动化控制，就近接入控制环网，将设备运行参数和自动化控制信息上传至调度室，实现对设备的远程监控。第三节安全监控系统使用及维护1、

235本矿设有安全监控设备检修室，负责本矿安全监控设备的安装、调校、维护和简单维修工作。2、本矿安全监控设备检修室日常检修利用已有的检测仪器。第四节矿井工业电视监视系统本矿现有工业电视监视系统一套，该系统对地面及井下主要生产、运输环节进行24小时不间断的监视，能对重要场所实现无人值守。本矿监控主系统已经形成，设在地面调度中心，地面主系统包括监控主机、视频服务器、大屏幕显示墙等。本次说明只包括井下新增部分，在主要场所安装本安型光纤摄像仪，传输介质采用矿用阻燃光缆。井下本安型光纤摄像仪安装地点详见附图CA1658-264-1。

236表10-1-1矿井安全监测系统传感器布置表便感器名称布置地点、低浓瓦斯CH4高低浓度瓦斯CH4粉尘FC烟雾Y温度T-X化碳co风速V设备开停KT风门FM塌位SM水位SW4筒FT风量FL轴温SW电流I电压U断电DD负压FY综采工作面1个2122162综掘工作面1个21221621普掘工作面2个2X22X12X12X12X12X52X22X1井下主变电所、水泵房、水仓、9煤盘区变电所2X1325北翼、南翼回风巷2个2X12X129煤煤仓11111112爆炸材料发放嗣室、消防材料库2X12X19煤南、北翼胶带机巷、2X12X12X1地面通风、压风机房712X1备注1、传感器名称栏中代号说明如FC：表示粉尘，其余类同。234

237第十一章矿井救护、应急救援与保健第一节矿井安全标识设置严格按照《煤矿井下安全标志》（AQ1017-2005）要求设置井下安全标志。井下安全标志牌的设置与管理如下：1、井下安全标志牌位置应设置在与安全有关的明显地方，并保证井下人员有足够的时间注意它所表示的内容。2、井下安全标志牌应定期清洗，每季至少检查一次。如有变形、损坏、变色、图形符号脱落、亮度老化等现象应及时修理或更换。3、煤矿井下安全标志牌由煤炭生产企业设置和维护。第二节灾变逃生路线井下巷道进出口和交岔点开阔处安装安全逃生方向指示牌，工作地点必须有避灾路线图，入井人员必须熟知矿井避灾路线图。避灾路线应随工作面位置变化而调整。井下工作人员均配备AZL-60W型自救器，在井下发生异常事故时保证有足够的氧气和时间（时间260min）逃生。1、水灾避灾线路：回采工作面一工作面回风巷-9煤南翼、北翼回风大巷（带式输送机大巷、轨道大巷）一集中回风斜巷（进风行人通道、井底车场）一回风斜井（主斜井、副斜井）-*地面。掘进工作面一9煤南翼、北翼回风大巷（带式输送机大巷、轨道大巷）一集中回风斜巷（进风行人通道、井底车场）一回风斜井（主斜井、副斜井）一地面。2、火灾避灾线路：回采工作面一工作面运输巷-9煤南翼、北翼带式输送机大巷（轨道大巷）一进风行人通道（井底车场）一主斜井（副斜井）一地面。掘进工作面-9煤南翼、北翼带式输送机大巷（轨道大巷）一进风行人通道（井底车场）f

238主斜井（副斜井）一地面。3、瓦斯、煤尘爆炸与火灾避灾路线相同，其线路随采区位置变化而变化，避灾原则是逆新风流而走，避灾路线为：回采工作面-工作面运输巷-9煤南翼、北翼带式输送机大巷（轨道大巷）进风行人通道（井底车场）一主斜井（副斜井）一地面。掘进工作面一9煤南翼、北翼带式输送机大巷（轨道大巷）一进风行人通道（井底车场）f主斜井（副斜井）■*地面。第三节矿山救护本矿井已与长治市矿山救护队签订救护服务协议，以确保矿井发生灾情后，迅速有效的得到救护。由该矿山救护队负责处理慈林山矿井瓦斯、煤尘、水、火、顶板等重大事故的抢险救灾服务，并根据事故性质携带必要的仪器和设备。根据《煤矿安全规程》、《矿山救护规程》的要求和本矿井的实际情况，本矿井设兼职矿山救护队，直属矿长领导。兼职矿山救护队由2个小队组成，每个小队有9人，救护队设正副队长各一名，各小队设一名小队长。本矿井已与长治市第二人民医院签订工伤员应急救援协议，以确保矿井发生灾情后，受伤职工能够迅速有效的得到救护。第四节矿山保健地面创伤急救站位于联合建筑楼内，配备急救医疗设备和药品，担负矿井工作人员普通疾病治疗和外伤的初步处理工作。井下创伤急救站设在进风行人通道附近，配备有担架和外伤处里药品，担负矿井井下工人外伤事故的初步处理工作。

239第五节个体劳动保护本矿井为生产矿井，已严格按照《煤矿职业安全卫生个体防护用品配备标准》(AQ1051-2008)为井下各个工种的生产人员配备个体防护用品。建立个体劳动防护设备管理制度，定期维修或更换破旧、废弃用品，另外保证所有用品在保质期限内使用。

240第十二章安全管理机构与安全定员、培训第一节安全管理机构的设置与人员配备本矿井设立矿级、科级和区（队）级三级安全管理机构。矿级管理机构：矿长为安全第一负责人，下面设有分管安全的副矿长负责全矿的安全管理工作；科级管理机构设有专职安全管理机构，在分管副矿长的直接领导下负责全矿井的安全管理和安全监督检查工作。矿井安全组织机构设置如下:第二节安全培训机构与场所一、矿长的安全培训矿长的安全培训必须按国家安全生产监督管理局安监管人字（2002）123号文执行。1、矿长的安全培训必须按国家有关规定，经过安全生产培训，具备与本单位所从事的生产经营活动相应的安全生产知识和管理能力。

2412、矿长安全生产培训和安全资格培训的主要内容包括1）国家有关安全生产的方针、政策、法律和法规及有关行业的规章、规程、规范和标准。2）安全生产管理的基本知识、方法与安全生产技术，有关行业安全生产管理专业知识。3）重大事故防范、应急救援措施及调查处理方法，重大危险源管理与应急救援预案编制原则。4）矿山企业经营管理，国内外先进的安全生产管理经验。5）典型事故案例分析。3、矿长的安全生产再培训矿长每年应进行安全生产再培训I。再培训的主要内容是新知识、新技能和新本领,包括：1）有关安全生产的法律、法规、规章、规程、标准和政策。2）安全生产的新技术、新知识。3）企业经营管理及安全生产管理经验。4）典型事故案例。4、矿长安全生产管理培训时间培训时间不得少于24学时，每年再培训时间不得少于8学时。5、资格证书矿长培训后，必须经过考试合格取得资格证书方可上岗。6、矿长安全生产培训的机构培训机构必须具备相应的资质条件、取得相应的资质证书，并经国家局或省（区、市）安全生产监督管理部门审查认定。培训工作严格按照国家局统一制定的生产经营单位主要负责人安全生产培训大纲组织实施。安全培训机构的教师应当接受专门的培训，经考核合格后，方可上岗执教。培训时间不得少于16学时。二、安全副矿长、安全管理人员的安全培训安全副矿长、安全管理人员的安全培训必须按国家安全生产监督管理局安监管人字（2002）

242123号文执行。1、安全副矿长和安全生产管理人员的安全培训必须按国家有关规定，经过安全生产培训，具备与本单位所从事的生产经营活动相应的安全生产知识和管理能力。2、安全副矿长和安全生产管理人员的安全生产培训和安全资格培训的主要内容包括：1）国家有关安全生产的方针、政策、法律和法规及有关行业的规章、规程、规范和标准。2）安全生产管理的基本知识、方法与安全生产技术，有关行业安全生产管理专业知识，劳动卫生知识和安全文化知识。3）重大事故防范、应急救援措施及调查处理方法，重大危险源管理与应急救援预案编制原则，工伤保险的法律、法规、政策。4）伤亡事故和职业病统计、报告及调查处理方法，事故现场勘验技术，以及应急处理措施。5）重大危险源管理与应急救援预案编制方法。6）国内外先进的安全生产管理经验。7）典型事故案例分析。3,安全副矿长和安全生产管理人员的安全生产再培训安全副矿长和安全生产管理人员每年应进行安全生产再培训I。再培训的主要内容是新知识、新技能和新本领，包括：1）有关安全生产的法律、法规、规章、规程、标准和政策。2）安全生产的新技术、新知识。3）安全生产管理经验。4）典型事故案例。4、安全副矿长和安全生产管理人员安全生产管理培训时间培训时间不得少于24学时；每年再培训时间不得少于8学时。5、资格证书安全副矿长及安全生产管理人员培训后，必须经过考试合格取得资格证书方可上ULJ冈

2436,安全副矿长和安全生产管理人员安全生产培训的机构培训机构必须具备相应的资质条件取得相应的资质证书，并经国家局或省（区、市）安全生产监督管理部门审查认定。培训工作严格按照国家局统一制定的生产经营单位主要负责人安全生产培训大纲组织实施。安全培训机构的教师应当接受专门的培训，经考核合格后，方可上岗执教。培训时间不得少于16学时。三、新从业人员的安全生产教育培训1、对新从业人员应进行矿、区、班组三级安全生产教育培训1）矿级安全生产教育培训内容主要是：安全生产基本知识；本单位安全生产规章制度；劳动组律；作业场所和工作岗位存在的危险因素、防范措施及事故应急措施；和有关事故案例等。2）区级安全生产教育培训内容主要是：本区安全生产状况和规章制度；作业场所和工作岗位存在的危险因素、防范措施及事故应急措施；事故案例等。3）班组级安全生产教育培训内容主要是：岗位安全操作规程；生产设备、安全装置、劳动防护用品（用具）的性能及正确使用方法；事故案例等。2、新从业人员安全生产教育培训时间培训时间不得少于24学时。危险性较大的行业和岗位，教育培训时间不得少于48学时。3、从业人员调整工作岗位或离岗一年以上重新上岗时，应进行相应的区安全生产教育培训。4、生产经营单位实施新工艺、新技术或使用新设备、新材料时应对从业人员进行针对性的安全生产教育培训。5、生产经营单位要确立终身教育的观念和全员培训的目标，对在岗的从业人员应进行经常性安全生产教育培训。经常性安全生产教育培训内容主要是：安全生产新知识、新技术；安全生产法律法规；作业场所和工作岗位存在的危险因素、防范措施及事故应急措施；事故案例等。6,矿井从业人员安全生产教育培训形式

244以生产经营单位自主培训为主，可以多层次、多渠道、多形式。没有培训能力的单位可委托有资质的安全生产培训机构进行培训或利用广播、电视和网络等实行远程培训和社会化教学。未经安全生产教育培训的从业人员，或培训考核不合格者，不得上岗四、特种作业人员的安全技术培训特种作业人员的安全技术培训必须按国家安全生产监督管理局安监管人字（2002）24号文执行。1、特种作业是指容易发生人员伤亡事故，对操作者本人、他人及周围设施的安全可能造成重大危害的作业。直接从事特种作业的人员称为特种作业人员。特种作业及人员范围包括：1）电工作业。含发电、送电、变电、配电工，电气设备的安装、运行、检修（维修）、试验工，矿山井下电钳工。2）金属焊接、切割作业。含焊接工，切割工。3）起重机械作业。含起重机械司机、司索工、信号指挥工、安装与维修工。4）企业内机动车辆驾驶。含在矿井内及货场等生产作业区域和施工现场行驰的各类机动车辆的驾驶人员。5）登高架设作业。含2m以上登高架设、拆除、维修工。6）锅炉作业（含水质化验）。含承压锅炉的操作工，锅炉水质化验工。7）压力容器作业。含压力容器罐装工、检验工、运输押运工，大型空气压缩机操作工。8）爆破作业。含地面工程爆破、井下爆破工。9）矿山通风作业。含主扇风机操作工，通风安全监测工，测风测尘工。10）矿山排水作业。合矿井主排水泵工。11）矿山安全检查作业。含安全检查工、瓦斯检验工、电器设备防爆检查工。12）矿山提升运输作业。含主提升机操作工、绞车操作工、固定输送机操作工、信号工、把钩工。13）采掘作业。含采煤机司机、掘进机司机、耙岩机司机、凿岩机司机。14）矿山救护作业。15）危险物品作业。含危险化学品、民用爆炸品、运输押运工、储存保管员。

2452、特种作业人员必须具备以下基本条件1）年龄满18周岁。2）身体健康，无妨碍从事相应工种作业的疾病和生理缺陷。3）初中（含初中）以上文化程度，具备相应工种的安全技术知识，参加的安全技术理论和实际操作考核并成绩合格。4）符合相应工种作业特点需要的其它条件。3、特种作业人员必须接受与本工种相适应的、专门的安全技术培训经安全技术理论考核和实际操作技能考核合格，取得特种作业操作证后，方可上岗；未经培训，或培训考核不合格者，不得上岗作业。已按国家规定的本工种安全技术培训大纲及考核标准的要求进行教学，并接受过实际操作技能训练的职业高中、技工学校、中等专业学校毕业生，可不再进行培训I,而直接参加考核。4、特种作业人员培训考核实行教考分离制度国家局负责组织制定特种作业人员配训大纲及考核标准，推荐使用教材。培训机构按照国家局制定的培训大纲和推荐使用教材组织开展培训I。各省级安全生产监督管理部门、煤矿安全监察机构或其委托的有资质的单位根据国家局制定的考核标准组织开展考核。5、负责特种作业人员培训的单位应具备相应的资质条件、取得相应的资质证书,并经省级安全生产监督管理部门或其委托的地市级安全生产监督管理部门审查认定。负责煤炭生产经营单位特种作业人员培训的单位须经省级煤矿安全监察机构审查认定。从事特种作业人员培训的教师须经培训并考核合格后，方可上岗。6,特种作业人员安全技术考核分为安全技术理论考核和实际操作考核。具体考核内容按照国家局制定的特种作业人员安全技术培训考核标准执行。7、特种作业人员安全技术的考核，应当由特种作业人员或用人单位或培训单位向当地负责特种作业人员考核的单位提出申请。考核单位自考核开始之日起，应在15日内完成考核，经考核合格的，发给相应的特种作业操作证；考核不合格的，允许补考一次。8,特种作业操作证，由国家局统一制作，各省级安全生产监督管理部门、煤矿安全监察机构负责签发。

246特种作业操作证在全国通用。特种作业操作证不得伪造、涂改、转借或转让。9、根据工作需要，国家局可以委托有关部门或机构审查认可特种作业人员培训单位和考核单位的资格，签发特种作业操作证。10、特种作业操作证每二年由原考核发证部门复审一次，连续从事本工种10年以上的，经用人单位进行知识更新后，复审时间可延长至每4年一次。复审内容包括：1）健康检查。2）违章作业记录检查。3）安全生产新知识和事故案例教育。4）本工种安全技术知识考试。经复审合格的，由复审单位签章、登记，予以确认；复审不合格的，可向原复审单位申请在复审一次；再复审仍不合格或未按期复审的，特种作业操作证失效。跨地区从业或跨地区流动施工单位的特种作业人员，可向从业或施工所在地的考核发证单位申请复审。五、兼职矿山救护队员的培训1、培训机构由本辖区内救护大队承担本矿井兼职矿山救护队的培训、复训工作。2、培训时间兼职矿山救护队队员岗位资格培训时间不少于45天（180学时）；每年至少复训一次,时间不少于14天（60学时）。3、培训内容培训内容主要包括：矿山救护相关法律、法规和技术标准，矿山救护个人防护装备、矿山救护检测仪器的使用与管理，矿.山救护技战术，矿井通风技术理论，矿山事故的预防与处理，自救互救与现场急救等。第三节安全定员根据矿井主要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，定

247员人数为161人，详见表12-3-1。

248表12-3T矿井安全劳动定员汇总表（人）HID!序工种出勤人数在籍人数I班II班III班W班小计1矿井通风、气体、粉尘监测人员111111841452防尘、防爆、隔爆工程操作、维护人员777324193安全装备、仪器仪表保管、维护人员222410124安全监测监控巡视、维护人员2222895井上下消防材料库人员2222886矿井防灾工程人员666624267井下防灭火工程人员333312138井下急救站专职医护人员1111469其它人员44431515合计38383832146161

249第十三章待解决的主要问题及建议1、建议建设单位在井筒延深揭露煤层后，尽快委托国家授权的有资质的单位进行本矿井瓦斯等级、煤尘爆炸危险性、煤层自燃倾向的鉴定工作。2、本矿井3号煤采空区积水为本矿井的重点防治对象，建议建设单位尽快落实本矿井井田范围内及周边小煤矿的采空区范围及对煤层的破坏范围和积水情况，并加强对小煤矿的监督管理，以便为矿井今后的安全生产提供保证。3、建议对先期开采的地段尽快开展三维地震补勘工作，加强对隐伏陷落柱及断层的研究，以利指导矿井今后生产。4、勘探报告未提供本区最高洪水位标高，建议尽快完善补充。-1125.7-90421।।/7*1-21892L-21910、、、/-2嬴1122571L-466807-46698注:实发初签，虚缓为下放.图9-1・3副斜井升降大件速度图、力图（至9煤）