吉庆煤矿采区设计.doc

参与设计人员名单序号专 业姓 名职务或职称1采 矿卢海江总工2地质测量常老三技术负责人3机电运输俞冲云机电副矿长4通风安全陆德先安全副矿长5采 矿俞冲林技术副矿长吉庆煤矿1870水平21#煤采区设计前言师宗县吉庆煤矿位于师宗县城285方位，直平距约15km 处。地处曲靖市师宗县雄壁镇境内，行政区划属师宗县雄壁镇上鸭子塘村村。根据云南省煤炭资源整合工作领导小组关于师宗县煤炭资源整合方案的批复文件（云煤整合200835号），批复师宗县吉庆煤矿为单独保留型矿井，技改后矿井生产能力由整合前核定的3万吨/年提高到9万吨/年,矿区面积0.0433km2，开采深度20501950m。为增加资源储备，于2010年7月26日，经云南省国土资源厅划定矿区范围批复（滇）矿复2010第130号，吉庆煤矿矿区面积由原来的0.0433km2变更为0.26km2；开采标高由原来的20501950m变更为20681600m。矿井主开采煤层C17#、C21#、C22#，现开采21煤层。为加强我矿的安全管理水平，提我矿的矿井生产能力，于2010 年五月对我矿区南翼的资源进行研究，决定对我矿区南翼的资源进行有效的开采，并组织项目组开展现场调查工作，收集地质及生产技术资料，考察安全生产条件等，经综合分析研究，编制本设计。第一章 设计编写依据1、采矿许可证、煤炭生产许可证、煤矿生产能力核定证书、安全生产许可证；2、矿井瓦斯等级鉴定证书；3、煤层自然发火倾向性、煤尘爆炸危险性鉴定报告；4、采区地质说明书；5、国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知国发【2010】23号；6、师宗县煤炭工业局（煤矿安全监督管理局）2011年煤矿安全生产工作实施意见，师煤安发【2011】1号；7、新版煤矿安全规程8、煤炭工业小型矿井设计规范(GB50399-2006)；9、国家安全生产监督管理总局等7部局文件安监总煤调(2007)95号关于加强小煤矿安全基础管理的指导意见；10、师宗县煤炭工业局关于2011年煤矿生产技术工作指导意见，师煤发【2011】8号；11、师宗县煤炭工业局（煤矿安全监管局）关于规范开拓开采、明确采掘计划、理顺与优化生产系统专项整治的通知，师煤发【2011】12号；12、设计单位现场调查、实测、收集的资料。第二章 设计指导思想及技术原则1、充分利用现有井巷工程及设备、设施，优化矿井生产系统，提高矿井建设的综合经济效益。2、认真贯彻执行国家相关法规、规程、规范及政策，结合矿井实际情况，遵循“技术可行、安全可靠、方便实用、经济合理”的原则，尽量采用与矿井相适应的先进技术、工艺、设备，力求布局合理，系统完善，环节畅通，实现矿井正规、安全、稳定生产。3、按照小型煤矿安全生产的基本条件要求，配备安全设施、设备，坚持 “三同时”原则，尽力提高矿井的抗灾能力，注重环境保护。第三章 采区概况 第一节 概况一、位置与交通师宗县吉庆煤矿位于师宗县城285方位，直平距约15km 处。地处曲靖市师宗县雄壁镇境内。地理坐标（极值）：东经10350441035117，北纬245233245254。矿区有柏油公路通过，往北东0.5 km与324国道衔接，由此通往各地。东至师宗县城及火车站22km，至曲靖125 km，至昆明195 km，交通比较方便。二、自然地理及经济概况矿区为构造侵蚀高原低中山地形地貌。山脉走向为北东向，与构造线方向基本一致。西部的施羊山最高，海拔为2190.50m，北部鸭子塘水库最低溢水标高为2029.30m，相对高差为161.20m。煤系地层与相邻地层出露地表、形成单斜山梁、区内北东沟谷发育、水土流失严重。该区属暖温带高原季风气候，年平均气温13.7，最高气温为32，最低气温为-3。年平均降雨量为1249.26mm，雨量多集中在5-9月份，占全年降雨量的80%，每年二月至四月为风季，风向以西南劲风为主。核实区位于云南省东部。按中国地震烈度区划图，本区地震基本烈度七度，地震动峰值加速度值为0.10g，地震动反应普特征周期0.40s。第二节 矿井现状一、矿井开拓矿井采用平硐暗斜井开拓，中央分列式通风方式，机械抽出式通风方法。矿区范围内现共有2个井筒，即主平硐与风井。主平硐井口坐标：X2752169.939，Y35383680.236，Z2050.967m，=295；风井井口坐标：X275257.777，Y35383721.881，Z2037.902m，=125。主井以295方位平硐掘进245m后又以116方位、25斜井掘石门穿过C17、C21、C22煤层，开掘至1870m水平后布设井底车场，再设各煤层运输巷、回风巷与上山联通，构成通风及生产系统，按由远而近的回采方式进行采掘。目前生产系统布置在1870水平21#煤采区。二、水平划分、采区划分与标高21#煤位于平硐暗斜井1870水平，上以1920水平为界，北东以井筒保安煤柱为界，南以1870水平运输大巷为界，西与大庆沟煤矿为界，上限标高1920米，下线标高1870米，地面标高2035-2065，预计采区走向长320米，倾斜宽70米，煤层平均倾角35，面积22400平方米。 三、矿井生产能力“师宗县吉庆煤矿”始建于1994年,设计年产3万吨原煤，1995年正式投产，主采C17、C21、C22煤层，2009年核定生产能力4.0 万t/a。而实际矿井现生产能力为3.5万t/a左右。矿井现主采C21煤层，现有1个回采工作面采煤，2个掘进工作面。回采工作面布置极不正规，具备壁式采煤的条件下，未采用壁式采煤，任采用穿巷采煤，木支护控制顶板，全部垮落法处理采空区。四、主要生产系统现生产21煤采区运输平巷、回风联络巷均布置在煤层中。运输平巷采用25#U型钢支护，净断面4.5m2；回风联络巷采用梯形断面，木棚支护，净断面为4.0m2。 矿井采用中央并列式通风方式，风井安设两台FBCZ-NO13（30KW2）型主要通风机，回采工作面为全负压通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。 工作面煤炭采用陶瓷溜槽自溜，漏煤眼装车，大巷采用人力推车运输到井底车场后，斜井采用绞车串车提升，平硐采用机车运输。井底泵房设有D46-308主排水泵3台，两趟管路。矿井现为双电源供电，目前矿井实现双回路供电，井下实现了660V 供电系统，绞车、主扇、主泵采用双电源供电，采掘工作面局扇通风设备采用了独立供电，实现三专两闭锁。矿井安设有KJ101型监测监控系统及KJ305型人员定位系统。 第四章 采区水文地质第一节 地层一、地层矿区出露的地层由新至老有第四系（Q）、三叠系下统飞仙关组（T1f）、二叠系上统宣威组（P2x），峨嵋山玄武岩组（P2）、地层由新至老于下：（一）第四系（Q）为残坡积层：由砂、黄土、砾石等组成厚0-15米。（二）三叠系下统（T1）飞仙关组（T1f）厚406420米，根据其岩性差异及其含生物化石特征可分为四个岩性段：飞仙关第四段（T1f4）厚106121米，为灰紫色，薄层状粉砂岩、细砂岩互层。含瓣鳃类化石。分布在矿区外围东南部山坡。飞仙关第三段（T1f3）厚139米，上部为灰色风化后呈灰黄紫色细砂岩及粉砂岩含海豆芽化石。中部为粗砂岩，下部为灰紫色风化后呈灰绿色，细砂岩与粉砂岩互层，具交错层理，含海豆芽等化石。分布在矿区外围东南部山坡。飞仙关第二段（T1f2）厚51.70米。上部以紫色灰紫色含砾细砂岩，下部为紫红色细砂岩与粉砂岩互层。飞仙关第一段（T1f1）厚93米。上部及下部为深灰绿色细砂岩，细砂及粉砂岩互层，风化后为褐黄黄绿色。具球状风化。底部为灰黄绿色团块状粉砂岩与粉砂质泥岩互层，风化而形成陡崖。含大量海豆芽及植物化石碎片，本层与下伏岩系为整合接触。（三）二叠系上统（P2）1、宣威组（P2x）：为一套海陆交互相煤系地层，主要由碎屑岩和煤组成，其中上部含大量植物化石及少量动物化石，煤系地层总厚为121292米，含煤多层，核实区可采煤层有C17、C21共二层，煤层总厚8.01米，以焦煤为主。本层呈北东向带状分布于矿区西部。根据其岩性组合可分为三个岩性段。宣威组第三段（P2x3）由C9煤层顶界至煤系顶界，主要由浅灰、暗灰色粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩夹菱铁质条带和煤组成。含煤性差，含C1、C2、C3、C6煤层在区内均不可采。煤层底板普遍含菱铁质结核，含瓣鳃类化石，厚103.25米。宣威组第二段（P2x2）由C9煤层顶界至C22煤层底界，主要由粉砂质泥岩、粉砂岩夹透镜状菱铁质条带和煤组成，风化后菱铁矿淋失呈肋骨状，俗称“排骨层”，是良好的对比标志层，本段核实区含可采煤层有C17、C21二层。该岩段含大量植物化石碎片、水平层理发育，本段厚83.21米。宣威组第一段（P2x1）由C22煤层底界至玄武岩顶界，主要由深灰色，灰色粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩夹薄层菱铁矿条带，煤线及炭质泥岩组成，煤层以薄煤层为主，核实区不含可采煤层。此段厚度变化很大最厚3478米，本层与下覆岩系为假整合接触。2、峨嵋山玄武岩组（P2）分布于北西侧山梁之上，其岩性上部为紫色火山角砾凝灰岩，中部及下部致密块状、气孔状玄武岩，本层在地形上形成山梁，厚度出露不全大于200米。与下覆岩系呈火山不整合接触。第二节 构造构造位置上是处于华南褶皱系（）、滇东南褶皱带 （1）、罗平师宗褶断束（11）。在区域构造位置上是处南盘江复向斜师宗弥勒断裂内带，由于受北西南东方向强烈挤压应力，使矿区构造复杂化。（一）褶皱：矿区走向北东40-55，向南东倾斜单斜构造。整个单斜构造自北西向南东，由峨嵋山玄武岩组(P2)、上二迭统宣威组(P2x)、下三叠统飞仙关(T1f)地层组成。中部被F438走向正断层及F440倾向正断层切割的单斜构造，断层两盘地层倾角差异不大，一般在37-46之间。（二）断层主要断层为F438正断层。1、F438正断层：南西自42线向北东延伸至40线以北鸭子塘水库，全长1160米。断层走向为30-40。地表切割宣威组第二段(P2x2)、第三段(P2x3)及(T1f1)部份地层。据井39线ZK393钻孔揭露C12、C17煤层缺失。38线ZK381断层上盘C9、C16煤层间地层缺失，使断层上盘可采煤层C17、C21煤层，垂直下降约80米。断层带内有不少断层角砾、泥质胶结、断带宽约5-8米，断层面倾向南东，倾角43-50，北西盘上升，南东盘下降，为正断层。第三节 水文地质条件矿区北东部鸭子塘水库是地表最大的地表水体，库容量43.60万米3，最大淹没面积6.5万米2。按溢水标高2029.30米，库底最低标高为2020.30米，储水高度为9.00米，所淹没的地层为(P2x3)良好的隔水层及(P2x2)含隔水层相间的地层，渗透系数小。地表为季节性山间小溪，流量小，山高坡陡，排泄条件好。向北东向流入水库，对煤层地下开采影响不大。地形及地层向南东倾斜为顺层坡，含隔水层相间组合，地表水与地下水一般不发生水力联系。故各含水层除在露头区接受大气降雨补给外，还有地表鸭子塘水库水的微量补给。在沟谷切割处以渗流小泉或季节泉水分散排泄，具就地补给，就地排泄的弱裂隙水特征。矿井现在井垂深180米， 掘至1870米水平，旱季最大涌水量5m3/h，雨季最大涌水15m3/h。水质类型为HCo3KNa型，对人体健康无影响。第四节 煤层赋存条件工作面开采C21煤层,构造比较复杂,厚度为2.3米3.7米,煤层倾角3565。煤的密度：根据煤样测试本矿煤层密度分别为：C17煤层为1.4t/m3，C21煤层为1.35 t/m3，C22煤层为1.35 t/m3。表1：主采煤层特征表表1：主采煤层特征表煤 层编 号煤 层 厚（m）两极值一般值结 构层间距（m）夹矸层数顶底板岩性倾角（）煤层厚度的稳定性容重（t/m3）C172.302.702.50单一20.01顶底板为泥岩。3565不稳定1.4C212.702.303.00简单无顶底板均为粉沙质泥岩。3565不稳定1.3525.0C222.402.602.50单一1顶板为1.002.50m厚粉砂质泥岩，底板为粉砂质泥岩3565不稳定1.35表2：C21煤层：顶、底板特征表顶底板名称岩石名称厚度/m特征老顶粉砂岩、石灰岩1015硬度较大，应力小，比较坚固。直接顶页岩、粉砂岩68层理清晰，粘度大。伪顶炭质页岩、页岩0.30.5颜色灰暗遇水彭胀。直接底炭质页岩、页岩810层理湉变化较大，易鼓底。第五章 采区开拓及阶段划分第一节 采区开拓一、以往的采区布置2009年以前，吉庆煤矿两个采区，22#和17#采区。两个采区分别属于1870水平和1960水平采用前进式开采，都未进行采区设计，开采方式为穿巷采煤，通风系统不良，顶板管理困难，煤炭回采率低，单产较低，成本较高，总体经济效益差的特点。煤矿生产部署、采掘接替、能力持续稳定及矿井发展的过程中难以进行有效的指导、规划、部署、安排和落实，矿井安全生产带有盲目性、短期性、临时性和突击性，造成采掘接替严重失调，安全生产得不到保证，生产能力难以提高，严重制约矿井的发展。二、采区开拓1、采区开拓基本要求必须具有良好的生产规划部署，合理的采掘接替，生产能力能够长期稳定的发展。生产掘进系统符合长期的发展规划，安全系统符合国家标准化管理水平。煤矿安全生产发展要符合煤炭行业发展方向。2、采区开拓为了降低生产成本,提高效益,尽量沿煤层布置巷道,并充分利用现有巷道进行工作面准备。根据实际情况综合分析,对1870水平采区设计做出以下方案。巷道布置：1、从1870水平石门21#煤，掘进南翼煤层运输大巷270米作为工作面运煤、进风、管线敷设,从1880回风巷石门掘进煤层回风巷250米,用以大巷掘进时的回风巷道和工作面的运输顺槽。2、从回风巷掘上山至1920水平，布置工作面回风顺槽300米与总回风巷贯通形成工作面。1880米运输顺槽敷设刮板运输机运输，工作面运输巷隔50米与运输大巷形成溜煤眼。 3、由于煤层倾角变化大，可以分层化为若干短壁式工作面回采。该巷道布置方法，巷道保留多，掘进巷道进尺多，掘进时间长，生产系统复杂，但装煤快，运输能力高，劳动强度小，不会影响工作面通风和运输。第二节 采区区段划分 1、水平划分21#煤总的倾斜长度划分：煤层走向为南北走向，走向长度320米；倾斜宽70米左右。分别在1870水平1960水平。 2、区段划分根据倾向长度和提升综合考虑，划分为两个区段开采，02101、02102区段。每个区段走向长约160m，倾斜长约70m。第六章 采区生产能力及服务年限第一节 采区储量1870水平煤层储量详见下表（万吨）。煤层编号走向长度m倾斜长m煤厚m容重面积万工业储量万吨可采煤量设计损失开采损失开拓煤量准备煤量回采煤量%损失量%损失量C173601202.51.354.3214.5811.66202.916151.7499.915C21320703.01.352.249.0727.258201.814151.0886.17C22120702.51.350.842.8352.268200.567150.3401.928合计26.48721.1865.2973.17718.01采区回采率（%）=工作面回采率（%）=根据框算，本次设计采区内工业储量26.487万吨（可采煤量和设计损失量），可采煤量21.186万吨（实际采出量和工作面损失量），回采煤量18.01万吨（实际采出煤量）。其中21#煤工业储量9.072万吨，可采煤量7.258万吨，回采煤量6.17万吨。第二节 生产能力及服务年限一、工作制度矿井年工作日330天，“三、六”作业制度。二、设计能力本次设计能力按矿井核定生产能力设计，即4万t/a。三、服务年限根据矿井21#煤基础储量及资源类型、矿井地质构造复杂程度和开采方式等情况，采区储量备用系数取1.4，则采区设计服务年限为：T式中：T采区设计服务年限，a；Zk采区设计可采储量，万t；A采区设计生产规模，万t/a；K储量备用系数，取1.4。T第七章 采区布置第一节 采区巷道布置一、开采顺序采区各区段开采顺序：自上而下、由南向北开采，首采工作面为21煤层02101工作面。区段内采用后退式开采。二、采区巷道布置设计采区的运输大巷、联络眼、回风上山、采区回风巷根据情况布置在煤层和岩巷中。见采区巷道布置平面图。三、采区生产系统工作面采用短壁式采煤法，DW(06-22)-300/00型单体液压支架支护，风镐落煤，溜槽运输,煤炭直接溜入运输巷装车，运输巷采用人力推车运输,斜井采用绞车串车提升。推车工将煤装入矿车运入车场，再提升到地面，推车工严格按规程规定进行推车运输。工作面设计采高2.0米，全部跨落法管理顶板。第二节 巷道掘进一、巷道工程量表 1870水平工作面巷道工程量统计表序号巷道名称类别工程量/m倾角断面支护形式备注11870水平运输大巷煤28055.06U钢25#21920工作面回风巷煤3003-54.0木材3连眼一连眼二煤140404.0木材41880运输顺槽煤3203-54.0木材二、工作面巷道掘进装备 工作面采用G10风镐落煤、岩，SGD-11型双链刮板运输机达到溜煤眼装车。三、工作面掘进计划表 工作面掘进计划表掘进队名巷道名称煤岩类别123456789101112一队运输大巷煤20404020404040401530301530303030二队运输顺槽 煤402040402040404040301530301530303030一队切眼25451530二队切眼25451530三队回风巷煤204040204040404020153030153030303015第三节 采煤方法一、采煤方法工作面采用短壁式采煤法，DW(06-22)-300/00型单体液压支架支护，风镐落煤，溜槽运输,煤炭直接溜入运输顺槽，运输顺槽采用SGD-11型双链刮板运输机运输，溜煤眼装车,运输巷采用人力推车运输,斜井采用绞车串车提升。推车工将溜煤眼内从漏斗放入矿车运入车场，再提升到地面。工作面设计采高2.0米，全部跨落法管理顶板。二、工艺流成交接班工作面检查超前支护风镐落煤运煤单体液压支护清理工作面。1、工作面检查，检查工作面瓦斯、二氧化碳不超过规定值，有无灾害预兆，风量情况是否达到要求，工作面设备是否完好，支护不得有任意一处病梁病柱，其它有关安全事项。2、破煤、挖煤开挖时用手镐敲，随时敲打顶帮，执行敲帮问顶制度，不得掏挖煤壁留伞橼。3、落煤运输工作面采用手镐落煤，每次开帮深度1米，“三班平行作业”“见四回一”控顶方式，挖掘后先沿顶部煤壁按规定的顶梁架设位置挖梁窝，挂梁刹顶后，再将顶梁下部煤壁按规定的开帮深度修平整，然后在顶梁下架设好支柱。工作面运输，直接从运输顺槽SGD-11型双链刮板运输机达到溜煤眼装车。4、回采工作面采用单体液压支柱与金属铰接顶开成正悬背支护。支柱型号：DW(06-22)-300/00型顶梁型号：JDJB1000型根据支柱型号和顶梁型号所造成工作面实际支架参数为：支架排距a=1.0米,b=0.6米三、设备及工具配备表3 设备及工具配备序号设备、工具名称型号规格单位数量备注1单体支柱DW(06-22)-300/00根200工作面2刮板运输机SGD-11台2运输顺槽3金属顶梁JDJB1000根200工作面4控制开关QBZ-60A台3井下5乳化泵BRW80/20台1井下6塘瓷溜槽米50井下7气动钻机ZQSJ-60/2.5台1探放水9风镐把4各班2把第八章 通风与安全第一节 概 况一、瓦斯根据云南省煤矿安全技术中心2009年审定结果：最大相对瓦斯涌出量为6.402m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.45 m3/min；根据煤矿安全规程第133条，本矿井为低瓦斯矿井。二、煤尘爆炸危险性、煤自燃倾向性依据江西煤矿矿用安全产品检验中对吉庆煤矿鉴定结果：煤层自燃倾向性为容易自燃；煤层火焰长度30mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量50%，煤尘有爆炸的危险。三、地温及冲击地压井田范围内属于地温正常区，无冲击地压。第二节 通 风一、工作面掘进风量（一）风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算Q采100瓦斯1000.471.675.2m/min式中：瓦斯：工作面瓦斯绝对涌出量；：1.6为供风系数；2、按工作面人数计算Q采4427108m/min：工作面同时最多人数。3、按工作面温度计算Q余60m/minQ采600.63.91.6112.3m/min4、按风速进行验算（1）按最低风速验算，工作面最小风量Q15Q154.2Q58.5 m/min（2）按最大风速验算，工作面最大风量Q1351354.2567m/min5、工作面掘进时，风量确定为540 m/min，风速、风量符合规程要求。二、工作面回采风量（一）风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算Q采100瓦斯1000.471.675.2m/min式中：瓦斯：工作面瓦斯绝对涌出量；：1.6为供风系数；2、按工作面人数计算Q采441248m/min：工作面同时最多人数。3、按工作面温度计算Q余60m/minQ采600.63.91.6112.3m/min4、按风速进行验算（1）按最低风速验算，工作面最小风量Q15Q154.2Q58.5 m/min（2）按最大风速验算，工作面最大风量Q1351354.2567m/min回采工作面，风量确定为180 m/min，风速、风量符合规程要求。总需风量：720 m/min。（二）通风路线主平硐暗斜井井底车场1870运输大巷1870水平石门21#煤层运输大巷工作面乏风回风石门采区回风巷总回风井主扇地面。俯：通风系统示意图第三节 通风设施及防止漏风措施 一、 通风设施1、为避免主平硐、运输大巷、采区车场或采区上山附近发生火灾时事故的扩大，矿井需要反风。反风通过主要通风机电机反转实现。2、为防止瓦斯、煤尘爆炸时损坏风机，回风井设防爆门。3、为使风流按规定路线流动，控制各用风地点的风量，井下有关巷道中设置正反向风门、调节风门、密闭墙等通风构筑物。二、 防止漏风的措施1、采煤工作面设计采用后退式开采，减少采空区漏风。2、回采后的采区、采面、废弃的巷道及时设置密闭墙，减少采空区漏风量。3、系统发生变化后，及时调整通风系统，避免矿井各地点压差发生变化而导致漏风量增加。4、主要风门设置两道连锁的风门，防止风流短路或漏风。对设在运输线上的通风调节风门应专人管理风门。风墙、风门等通风构筑物设置在围岩坚固、地压稳定的地点，并进行刻槽(深度不小于20cm)。5、生产时设专人负责通风构筑物的检查与维修。第九章 采区主要系统第一节供电系统地面双回路供电，一回路来自小哨降压站，一回路来自大舍降压站；当一路发生故障停止供电时，另一回路担负矿井全部负荷，电源的容量必须满足通风、排水、提升等要求，并保证主要通风机等在10分钟内可靠启动和运行。矿井双回路电源线路上不得分接任何负荷。正常情况下，矿井电源应采用分列运行方式。若一回路运行，另一回路必须带电备用，以保证供电的连续性和可靠性。带电备用电源的变压器宜热备用；若冷备用，必须保证备用电源及时投入正常运行，保证主要通风机等在10分钟内可靠启动和运行。矿井架空电源线路不得共杆架设。矿井地面采用380伏电压等级供给主扇和生活用电，主扇使用325+116两趟电缆供电，一趟工作，一趟备用。主扇具备反风操作要求，并能在10分钟内改变巷道中风流方向。井下采用矿用变压器供电，绞车、水泵、局部通风机实现双回路自动切换，井下供电电压660，绞车电源用两趟1000，335+125电缆从主井引入，一趟工作，一趟备用，并不得分接其他负荷；水泵采用两趟1000，335+125电缆供电，一趟工作，一趟备用，局扇采用两趟1000，316+110电缆供电。井下其他设备用电：瓦斯监控系统用电、人员定位系统用电与局扇供电共用，乳化泵及其他用电与水泵供电共用。井下供电采用矿用200KVA变压器供电。供电设备、电压等级、电缆种类、断面、馈电开关额定值，“三大保护”符合供电系统要求。俯：供电系统示意图第二节通迅、照明系统一、通讯系统1、地面交换机工作面安设的电话能够直接与调度室、绞车室、井底车场、水泵房、其它工作面相互联系。2、在井下水泵房、运输大巷和工作面必须设有直通矿调度室的电话。 3 井下电话、分站、传感器、读卡器应设置在便于观察、调试、检验、围岩稳定、支护良好、无淋水、无杂物的位置。4、通信设备使用前，应按产品使用说明书的要求调试设备，并在地面通电运行24小时，合格后方可使用。5、通信联络系统中任何设备应有必要的备用，发生故障，应能及时更换故障设备，确保通信系统的不间断工作。6 、井下电话严禁擅自拆开，必须使用矿用本安型。7、井下通信联络系统的线路，严禁利用大地做回路。8、 维护人员对通信设备及通信线缆应每天进行检查，每月测试一次，发现问题及时处理，并将检查、测试、处理结果报调度室。9、每季度应对备用电源的放电容量或备用工作时间进行测试。当电网停电后，备用电源不能保证设备连续工作两小时，应及时更换。10、入井电缆的入井口处应具有防雷设施。11、 应配备专业维护人员，保证24小时都有维护人员值守。12、 通信电话线路严禁与其它动力电缆、安全监控设备等电缆共用。13、 矿井通信联络系统发生故障，必须在2小时内恢复正常运行，否则，应停止作业；矿井某一作业点通信设备发生故障，必须在8小时内恢复正常运行，否则，立即停止该作业点的一切作业。14、 调度通信交换机必须做到24小时不间断运行，主板、话筒等关键设备应有备份。当工作主设备发生故障时，备份设备应在5min内投入工作。15、 调度室应24小时有专业维护人员值守，应认真记录通信系统的使用情况，发现故障及时维护。16、调度室应双回路供电，并配备不小于8小时的在线式不间断电源。17、调度室应有可靠的接地装置和防雷设施。2、提升信号采用信号照明综保供电，要求信号声光齐全，灵敏有效，禁止井底把钩工直接向绞车室发信号提升。把钩工及绞车司机必须持证上岗，不得擅自离岗，信号规定：一停、二提、三放、不明确的点为事故点。二、照明系统1、暗绞车室安装一台防爆灯，电源取自信号照明综保。2、井下人员采用携带式新型矿灯照明。三、矿灯管理制度1、矿灯完好总数至少应比正常用灯总人数多10%。2、矿灯集中统一管理，必须编号、专人专灯，人、灯、牌“三对口”。3、不得在井下拆彻，镐打矿灯，禁止使用失爆矿灯和矿灯充电室兼做他作。附：通讯系统示意图第三节 安全监测系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用矿管理人员、班组长、技术员、电工等下井必须佩带便携式甲烷报警仪，对所经过的路线进行瓦斯检查。班组长应把便携式甲烷报警仪常开挂在工作面5米范围内无风筒的一则，随时对工作面进行瓦斯检测。二、甲烷传感器的配备和使用工作面采用二台KG101型甲烷传感器，通过1870米水平运输大巷监控瓦斯断电仪。迎头甲烷传感器距工作面不得大于5米，具体挂在巷道上方，垂直吊挂，距顶板不得大于300，距帮不得小于200，工作面设一甲烷传感器，工作面距回风口1015米设一回风甲烷传感器。按照煤矿安全规程规定，报警浓度设为1CH4,断电浓度设为1.5CH4,复电浓度设为1CH4，断电范围掘进巷道内非本质安全设备。安全监控系统必须定期进行调试、效正，每月至少1次，甲烷传感器每7天调效1次。每天检查安全监控系统设备及电缆是否正常，采用甲烷报警仪和光学检测仪与甲烷传感器对照，当两者读数误差大于允许值时，以读数较大的为依据，必须8小时内将两种设备调效完备。三、监控设施管理措施：（1）甲烷传感器应挂在规定位置，距顶板不大于30，距巷道侧壁不小于20。（2）甲烷传感器必须安设在坚固的支护处，防止顶板及其他损坏。（3）甲烷传感器只有监控人员有权标校，每7天用标准气样标效一次，日常若有故障，应及时处理。（4）掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，监控工负责安设瓦斯电闭锁，施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定，接线端的日常维护，严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。（5）因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。（6）掘进工作面传感器由施工单位负责随掘前移，严禁将传感器放在风筒处直吹。（7）洒水灭尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。（8）每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。附：监控系统示意图第四节 防尘、供水施救及消防系统一、工作面防尘及消防系统1、防尘水源：地面储水池消防管路。自地面储水池平硐暗斜井1870水平石门1寸胶管送到工作面。每50米设一个三通，工作面喷雾撒水，回风口30米范围内设一道常开水幕。2、该工作面煤层有自然发火倾向，电缆、人为火花是防火重点，各硐室及设备附近有灭火器、有灭火沙，防火水可用防尘水源及管路。 二、供水施救系统管理规定。 主供水管路及个工作面分支管路，实行“谁使用、谁管理”的管理制度。机电供应科作为全矿饮用水供水管路的主管部门，在机电副矿长的直接领导下，按相关的区队的职责范围协调组织供水管路的设计、安装协调、移交及撤出工作，负责对供水管路的维护情况进行调查，对违反本规定的进行处罚。主管路行视由机电科安排专人进行，防止管路出现冒、滴漏现象发生，如有冒、滴、漏现象的能现场处理的课现场处理，入不能处理要及时汇报机电科有机电科协调处理。机电科安排专人定期对水管各处闸阀、水压做检查记录并将检查记录汇报机电科。主供水管路为经机电科批准不得随意开关闸阀。供水管路必须定期检查，每月不少于两次供水管路末端拆开检查，检查时间控制在两个小时以内，检查内容包括：管路有无杂物，有杂物时及时清理;检查管路水质，有污染应及时排放；机电科负责绘制管路示意图标明管路长度、闸阀的安装位置及相关参数。 三、我矿供水施救系统以防尘供水为同一管路，水源同来自地面主井口附近的200 m静压蓄水池，可通过闸阀控制进行转化，供应井下自来水进行施救。1 .井下所有工作面必须安设供水施救设施。2 .供水施救设施每班必须安排专人检查各连接部件是否牢固可靠，连接处的密封是否严密，管路是否有无冒、滴漏等现象，开关把手是否灵活可靠，位置方向是否正确，发现问题及时整改。3 .供水系统管路铺设要平直、牢固，使用铁线吊挂供水管路保证齐全完好，阀门手柄方向一致，并与管路保持平衡。4 .供水点前后2米范围内无材料、设备、杂物、积水情况。5 .每班检查水量是否充足，水流速度是否满足条件。6 .定期对水管内的水进行排放，保证饮水质量。7 .检查时要观察顶板，两帮是否存在隐患，防止管路设施被砸坏或刺破。附：供水施救系统示意图第五节 压风系统一、压风系统规格及线路1、压风系统的管路安装规格为：压风自救主管路为2.5寸铁管；压风分管路为1寸胶管。2、风源来自地面压风机房，地面压风为0.8MPa，迎头风压0.4 MPa。空压机型号：G-55A。3、压风系统：地面2.5寸铁管平硐暗斜井1870车场1870运输大巷1寸胶管送入工作面。二、压风系统管理措施1、管路敷设要牢固平直，压风管路每间隔3m采用钢丝绳固定，管路铺设符合要求，进入采掘工作面巷口的进风侧要设有总阀门，中间每50m设置一个分阀门。2、各值班安全员必须保证所负责区域内压风自救系统完好性和安装的规范化，经常检查压风自救系统是否存在有无气、漏气、发现问题及时进行处理。3、机电科要确保地面压风机的正常运转，不得出现无计划停风。4、工作面在生产过程中，由施工单位负责对压风管路进行维护管理，按标准铺设吊挂。5、工作面的瓦斯检查员是现场压风自救系统的管理监督员，每班的瓦斯检查员必须对所负责区域的压风自救系统进行一次全面细致地检查，发现问题及时上报矿领导，责令整改，向调度汇报，并作好记录。6、运输人员往工作面运送物料时，不得将所运物料卸放在压风管路下面，运送过程中不得有意碰撞、破坏压风管路，防止漏气造成工作面迎头气压不足。7、井下压风管路因检修需要停风时，由机电科提出申请经调度室、安全科批准，采取安全措施后，方可进行作业。附：压风系统示意图第六节 人员定位系统为加强我矿安全生产，实现我矿井下作业人员出入井的有效识别和监测监控，迅速了解入井人员的分布情况，提高应急救援工作的效率，必须遵守下列规定：1、监控室计算机操作员应熟练掌握软件的操作方法，做到卡号与持卡人相符。2、对人员定位跟踪系统井口的设备、LED大屏和电脑主机，管理人员要定期进行检查。 3、标识卡统一固定在矿帽上，新工人到矿，经过安全教育培训后，必须配戴有标识卡的矿帽入井，检身工在人员入井时应对每一位矿工进行仔细检查，不配戴标识卡矿帽者不允许入井。4、主井、风井、井底车场及运输大巷的读卡器，供电电源由监控室负责管理。各采、掘工作面的读卡器、供电电源由机电科负责管理。5、配戴标识卡的入井人员不允许更换配有标识卡的矿帽。6、不得弄虚作假没有入井却把标识卡带入井下。7、妥善保管标识卡，丢失或损坏应及时上报安全科，并进行补卡 8、根据矿井采掘变化，读卡器设立点的移动增减，设备线路延长或回收及相应调整，报请有关领导，由监控室维修人员组织实施安装。设备入井前必须经过检测、校验，确保设备完好，否则严禁设备入井。9、监控室值班人员必须随时观察设备运行情况，发生故障应及时通知维修人员处理，在处理井下故障时应严格执行规程有关规定，并填写故障记录，故障设备在井下无法处理时，应在24小时内更换。10、井下人员定位跟踪系统的所有设备，每一个月必须进行全面检查，并详细做好检查记录。11、矿井系统发生变化时及时绘制人员定位跟踪系统布置图，标明读卡器位置 。附：人员定位系统示意图第十章安全技术措施第一节 瓦斯灾害防治措施一、防止瓦斯积聚的措施1、通风系统合理、完善。巷道断面按设计施工，满足通风需要；主要通风机根据选型配置，保证矿井风量足够、稳定、可靠；矿井通风系统简单，角联风路、并联支路少，井下通风构筑物少；各用风地点风量容易控制，风流稳定性好，能够保证各用风点风量。2、保证通风设施质量，加强通风设备设施管理与维护检修，井下各用风地点按规定配风，风速符合规程规定。3、严格执行矿井瓦斯检测制度，搞好“一通三防”工作。4、加强巷道维护和采煤工作面顶板管理，避免瓦斯局部积聚，及时密闭盲巷、废巷，隔离采空区；瓦斯超限时，严格执行瓦斯排放制度。5、加强通风、机电设备的检修维护，减少无计划停电、停风造成的瓦斯积聚。二、防止瓦斯爆炸的措施1、 入井人员穿抗静电工作服下井，以免静电产生火花引爆瓦斯。2、 严格井口检身制度，防止入井人员携带烟草和点火物品下井。3、杜绝失爆矿灯下井，严禁井下敲打、拆卸矿灯。4、井下所有电气设备采用隔爆型，严禁失爆设备下井。5、矿井爆破作业。6、井下采、掘工作面实行独立通风，掘进工作面实行风电、瓦斯电闭锁，采煤工作面实行瓦斯电闭锁。7、防止瓦斯爆炸事故扩大的措施不用的旧巷及开采结束工作面及时设置可靠的永久密闭；加强矿井主要通风机、防爆门的日常管理，保证主要通风机、防爆门处于良好状态，反风时保证主要通风机能在10min之内改变巷道中风流方向，反风风量不低于正常风量的40%；编制完善的瓦斯爆炸事故处理计划，按规定进行反风演习，检验反风设施及反风效果；加强矿井井下通风设施的日常管理、维修维护工作，保证通风设施质量。第二节综合防尘措施1、加强个体防护管理，工作时必须配戴防尘口罩。2、加强通风管理，严格控制风速，确保工作面风速不得小于0.25m/s和大于4m/s。3、定期和不定期对全巷道段、工作面、转载点进行喷雾洒水，喷雾洒水的巷道包括尘源点和可能点火源两侧的巷道。4、冲洗或清理巷道时，必须将沉积的煤矸清理干净，并及时运出井外。5、工作面进风巷和回风巷各设两道净化水幕，不得随意关闭，运输巷和回风巷每天清洗一次。第三节消防火措施1、加强火源管理，严格入井检身制度，严禁易燃易爆及穿化纤衣服，带烟草、打火机、火柴等引火物品下井。2、主井、风井口20米范围内及井下严禁存在明火、吸烟、电焊、火焊、喷灯及用电炉、大灯炮取暖。3、加强通风管理，严禁进风流及回风流经过采空区。4、严禁井拆开、敲打、撞击矿灯。5、严禁硐室存放油料，设备硐室必须有灭火器、沙厢。6、不得无风、微风作业。7、严禁带电搬迁电气设备，不得使用失爆设备，无明接头、鸡抓子、羊尾巴。8、工作面采用后退式回采，以减少采空区漏风。加强工作面回风巷检查，发现有高温点及时处理。9、任何人发现井下着火时，首先采取措施直接灭火，迅速报告调度室和矿领导，受威胁的人员撤离危险区域。第四节水害防治措施1、严格按要求进行探放水，探放水时要按措施要求进行探放，探放水眼必须成“十”字形放射状布置，钻孔必须用ZQSJ-65/2.5型钻机打眼，施工时必须坚持探放水的原则。2、当工作面发现或其他地点发现下列透水预兆时，必须停止作业，向矿领导汇报，制定措施。巷道迎头空气温度降低，感到发凉。迎头空气潮湿，湿度异常增大。煤壁或迎头两帮岩层潮湿（俗称发汗），有水锈（俗称挂红）。迎头壁帮渗水，且逐渐增大。有时可听见“嘶嘶”水流声或“底爆”响声。矿压增大，煤岩破碎，裂隙发育，出现片帮、冒顶及底板鼓起等现象。局部冒顶，有涌水或淋水，且逐渐增大并浑浊含泥砂等。3、在打眼时如发现眼内流水较正常流水大时，必须停止打眼（不得拔出钻杆），立即撤出工作面作业达安全地点，并上报矿领导采取措施。4、工作面在放水时必须采用迎面支护，否则不管采用何种放水措施不得作业。5、安全技术措施要求、探水由专业探水队负责操作，每个班必须坚持先探后掘的原则。、做到超前距离一般不小于20米，确保探水孔的深度、角度、数目等，探水前必须全部支护完好。、清理杂物，收好工具，检查排水设备，保持正常。、技术员及时测图填图，作好水文地质调查工作。对本矿老窑积水情况掌握清楚。6、探放水安全技术措施1、必须超前探放水并建立疏排水系统。2、对于涌水不大，且根据资料确定积水量，小时以静储量为主，可不能把钻杆取开，通过增大排水设备，加大排水能力的方法，直接把水排出矿井外。3、以动储量为主，灾水点涌水量很大，则应先堵后排，钻杆不能取出，利用多道防水墙，每道防水墙厚度不小于4米，材料为砂子、水泥、方板等。4、水泵与管道应能20小时排水，排出24小时最大涌水量。5、加强钻机附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板。6、清理巷道，挖好排水沟。7、钻进时，发现岩松软、片帮、来压或钻孔中水压水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进但不得拔出钻杆，现场负责人立即向矿领导报告。8、必须坚持“探30保20掘10”的原则。9、确保工作面的风量，采用Q400的抗静电阻燃风筒。10、局扇功率不小于4.0KW，型号为YBT11型能满足要求。11、钻孔放水，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。12、放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压、做好记录。13、交接班必须在迎头做交接班。14、瓦检员加强有害气体检查。15、严禁在井筒或井口附近使用明火灯或其他火源。16、人员必须佩带自救器预防有毒有害气体涌