安全生产基本情况论述

n一、 矿井概况1、地理位置及交通情况山西煤炭运销集团三百子煤业有限公司矿井隶属于山西煤炭运销集团三百子煤业有限公司，行政隶属宁武县东寨镇和余庄乡管辖。位于山西省忻州市宁武县东寨镇和余庄乡境内，距宁武县直距约14km。其地理坐标为东经11207301121116，北纬385000385230。井田东部距宁静铁路三马营煤炭集运站5km，东北距北同蒲和宁岢铁路23km，距宁武煤炭集运站23km。宁静铁路与北同蒲和宁岢铁路在宁武相连，北至大同，东北至北京，东至黄骅，南至太原。井田东南部有宁白公路通过，距本井田约0.8km，有简易公路与其相通，交通方便。2、井田面积、产状、勘探程度、资源储量、矿井规模及服务年限根据2011年11月27日新换发的采矿许可证，批准山西煤炭运销集团三百子煤业有限公司开采2号和5号煤层，采矿许可证(证号C),兼并重组整合后的三百子煤业公司井田由12个拐点组成，井田面积9.9276km2。井田范围由下列112个拐点坐标连线圈定。见井田境界拐点坐标表1-1。 表1-1 井田境界拐点坐标表 单位：m序号西安80直角坐标（6度带）北京54坐标系（6度带）经距Y纬距X经距Y纬距X1.36.28.00.002.36.28.00.003.36.28.00.004.36.28.00.005.37.27.00.006.37.26.00.007.37.26.00.008.36.26.00.009.36.26.00.0010.36.27.00.0011.36.27.00.0012.36.27.00.00井田北至小木厂村北梁，南至李家圪洞村南1.5km，呈北东南西向展布的长条状。北东南西长7.15km，东西宽约1.5km，面积9.9276km2。开采深度由+1999.99 +1099.99m。山西煤炭运销集团三百子煤业有限公司兼并重组整合后，截止2010年12月底批准开采煤层的保有资源/储量总计为83.60 Mt，其中探明的经济基础储量（111b）为67.30Mt，推断的内蕴经济资源量（333）为16.30Mt。根据资源储量情况确定本矿井的生产能力为1.20Mt/a。服务年限：TZ/(kA)= 41.67 /(1.41.2)=24.80a3、资源赋存状况、煤质指标及地质构造(1)地质构造本区位于山西中隆北部吕梁隆起北端宁静向斜西翼。井田内地层呈单斜产出，走向NESW向，倾向ES，倾角4143，属倾斜煤层，从煤层露头处向深部，倾角逐渐变缓。根据目前现有巷道揭露，井田内未发现断裂构造，但根据三维地震资料，发现有三条断层，根据钻孔资料，发现断层一条。DF1正断层位于井田西南部。三维地震发现，走向近于N31E，倾向SE，倾角70，延伸长度250m。控制最大落差35m。DF2正断层位于井田东部。三维地震发现，走向近于N45E,倾向SE，倾角70，延伸长度190m。控制最大落差22m。DF3正断层位于井田西南部。三维地震发现，走向近于N31E，倾向SE，倾角约70，延伸长度587m。控制最大落差15m。F4逆断层位于井田南部。ZK702钻孔5号煤层重复,发现该断层,倾向SE。倾角70,控制最大落差13m。本井田地层倾角较陡，小断层较发育，井田构造复杂程度为中等。井田内没有发现陷落柱和岩浆岩活动迹象。综上所述，本井田地质构造类型属中等类型。（2）煤层赋存情况A、含煤性井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组（C3t），含煤6层，自上而下编号为1、2、3、4、5、6号煤层，煤层总厚度13.85m。1号煤层仅ZK202、ZK301、ZK701、ZK802、ZK901钻孔发育，为不可采煤层，厚度0.300.88m，平均0.46m。2号煤层为本井田主要可采煤层，赋存区大部稳定可采，厚度0.203.97m，平均1.35m。3号煤层为零星可采煤层，ZK602、ZK702、ZK802、ZK901、ZK902钻孔发育，厚度0.421.10m，平均0.77m，为不可采煤层。4号煤层零星可采煤层，在ZK402、ZK502、ZK601、ZK702、ZK802 、ZK901、ZK902钻孔发育，厚度0.101.43m，平均0.71m，为不可采煤层。5号煤层为本井田主要可采煤层，全井田稳定可采，厚度5.2113.88m，平均9.98m。6号煤层，为不可采煤层，在ZK301、ZK302、ZK401、ZK402、ZK701、ZK902钻孔发育，厚度0.100.50m，平均0.39m，为不可采煤层。太原组地层厚99.43165.01m，平均119.01m，含煤系数11.64。B、可采煤层2号煤层位于太原组上部。该煤层在整合后井田中部后子沟一带（ZK501、ZK502、ZK602钻孔）和南部车道沟一带（ZK902钻孔）不可采或尖灭，在井田其它地区赋存良好。赋存区煤厚0.203.97m，平均1.35m。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、局部为砂岩，底板岩性为泥岩、砂质泥岩、结构简单，不含夹矸或偶含一层夹矸，为赋存区稳定可采煤层。5号煤层：位于太原组下部，上距2号煤层间距79.44129.58m，平均97.92m。底板高程944.981801.57m。该煤层全区分布。煤厚5.2113.88m，平均厚9.98m。顶板岩性为泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩，为主，少数为粗砂岩、中砂岩、底板为炭质泥岩、砂质泥岩，粉砂质泥岩。煤层结构较简单，含夹矸04层，多数为2层，夹矸厚度0.151.30m，为全区稳定可采煤层。井田可采煤层特征见表3-3。表3-3 可采煤层特征表煤层号煤层厚度(m)最小最大平均煤层间距（m）最小最大平均夹矸（层）结构稳定性可采性顶板岩性底板岩性20.203.971.3501简单稳定赋存区全区可采泥岩泥岩79.44129.5897.9255.2113.889.9804较简单稳定全区可采泥岩泥岩C、顶底板情况矿区范围内煤层顶底板岩石以泥岩、砂岩为主，成整体状，泥岩相对风化严重。2号煤层位于太原组上部，顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、局部为砂岩，底板岩性为泥岩、砂质泥岩。顶、底板属较稳定型。5号煤层位于太原组下部，顶板岩性为泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩为主，少数为粗砂岩、中砂岩，底板为炭质泥岩、砂质泥岩，粉砂质泥岩。顶、底板属较稳定型。（3）煤种煤质2号煤层煤为中灰高灰、中高挥发分高挥发分、特低高硫、低热值中热值的气煤和1/2中粘煤。5号煤层煤为低灰中灰、中高挥发分高挥发分、中中高硫、低热值特高热值的气煤和1/2中粘煤。4、水文地质条件、可采煤层、瓦斯赋存、煤层自燃和爆炸性本井田井田范围内共含有3个含水层，2个隔水层，2号煤层矿井水文地质类型本井田划分为中等，5号煤层矿井水文地质类型突水系数小于0.1MPa的范围为中等，突水系数大于0.1MPa的范围为复杂。（1）地表水体井田范围呈西南东北长条状，地形总体北西高东南低，最高点海拨+2137.9m，最低点海拨1727.7 m，相对高差410.2m，属中高山区。井田位于宁武县界内，井田内无池塘及常年流水河流，沟谷中有季节性流水，在沟谷低洼处夏季有地下水渗出，沿沟谷径流百余米即渗入地下，冬季干枯。（2）主要含水层A、新生界松散岩类孔隙水含水层松散岩类含水层岩性主要为第四系全新统冲洪积、残坡积物及上更新统亚砂土，一般雨季含水，平时含水极弱。厚011m，主要接受大气降水补给，蓄水条件差，富水性弱，为弱含水透水层。B、石炭二叠系碎屑岩层间裂隙承压含水层该含水层组包括石炭系太原组，二叠系山西组地层中所含的各层砂岩裂隙水含水层。主要含水层为含砾粗砂岩、中粗、中细砂岩，因含水层夹在泥岩、砂质泥岩等隔水层中，补给条件差，只靠裂隙补给，故含水性弱。C、碳酸盐岩裂隙岩溶承压含水层岩性以石灰岩、白云质灰岩、角砾状、豹皮状灰岩、泥灰岩为主，井田内未出露,地下水位大都在区域侵蚀基准面之下,据区域水文资料和邻近的东汾精查区推测井田内奥陶水位高程为13001320m左右。(3)主要隔水层井田内较稳定的隔水层主要为石炭系本溪组铁铝质泥岩，其次为各含水层间泥岩。A、石炭系本溪组铁铝质泥岩隔水层：本组厚11.5034.00m，平均厚度28.64m。该层空间分布稳定，厚度变化不大，岩石胶结致密完整，质地细腻，裂隙很不发育，是奥陶系岩溶水与上覆煤层之间隔水层，是良好的区域性隔水层。B、二叠系山西组和石炭系太原组地层中的层间泥岩隔水层：分布于不同时代地层中的泥岩和砂质泥岩，泥岩和砂质泥岩单层厚 0.5014.93m，岩石完整，结构致密，岩性单一，常在一定范围内形成相对良好的隔水层，在开采煤矿中由于有层间隔水层存在，不会形成区域内各含水层间的直接水力联系。(4)井田地下水的补给、径流、排泄条件A、奥陶系石灰岩岩溶裂隙水井田位于雷鸣寺泉域的北部，煤系地层以西广大地区出露奥陶系灰岩，岩溶水在此区域接受大气降水和地表水的渗透补给，是奥陶系岩溶水的主要补给区。奥陶系石灰岩下伏于煤系地层，井田处于岩溶水迳流区，迳流方向为由西北向东南，汇集于雷鸣寺泉区排泄，排向汾河,同时在区域流场范围，有部分水井开采石灰岩地下水。B、石炭、二叠系砂岩裂隙水矿区内石炭二叠系地层大部为裸露区，砂岩层间裂隙水其裸露区除接受大气降水补给外，还接受河流补给。排泄方式以产煤矿井的矿坑排水为主，其次是村庄村民生产生活牲畜饮用，亦有部分在沟谷低洼处呈泉水溢出。由于层间泥质岩的隔水作用及单斜构造地层的影响，具承压性，迳流方向沿地层倾向由西北向东南运移。C、新生界松散岩类孔隙水第四系全新统冲洪积、残坡积物及上更新统亚砂土孔隙水靠当地的大气降水渗透补给，并就地排泄于河道与沟谷，形成泉水。由高向低运移，主要排泄方式为向下伏煤系地层基岩渗漏补给。(5）可采煤层2号煤层位于太原组上部。该煤层在整合后井田中部后子沟一带（ZK501、ZK502、ZK602钻孔）和南部车道沟一带（ZK902钻孔）不可采或尖灭，在井田其它地区赋存良好。赋存区煤厚0.203.97m，平均1.35m。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、局部为砂岩，底板岩性为泥岩、砂质泥岩、结构简单，不含夹矸或偶含一层夹矸，为赋存区稳定可采煤层。 5号煤层：位于太原组下部，上距2号煤层间距79.44129.58m，平均97.92m。底板高程944.981801.57m。该煤层全区分布。煤厚5.2113.88m，平均厚9.98m。顶板岩性为泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩，为主，少数为粗砂岩、中砂岩、底板为炭质泥岩、砂质泥岩，粉砂质泥岩。煤层结构较简单，含夹矸04层，多数为2层，夹矸厚度0.151.30m，为全区稳定可采煤层。（6）瓦斯2011年3月，山西省煤炭工业局综合测试中心编制了山西煤炭运销集团三百子煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告，根据预测结果，开采2号煤层时，矿井最大绝对涌出量为3.76m3/min，最大相对涌出量为1.99m3/t；开采5号煤层时，矿井最大绝对涌出量为5.18m3/min，最大相对涌出量为2.74m3/t。属低瓦斯矿井。（7）煤尘2010年12月14日山西省煤炭地质研究所编制了煤芯样煤自燃倾向性、煤尘爆炸检测报告，检测结果煤尘有爆炸性。（8） 煤的自燃倾向2010年12月14日山西省煤炭地质研究所编制了煤芯样煤自燃倾向性、煤尘爆炸检测报告，检测结果自燃倾向性质为2号煤层自燃，5号煤层容易自燃和自燃。二、生产系统简况1、井田开拓工业场地内新建主井、副井和回风斜井三条井筒。为了避开奥灰岩承压水的威胁，避免井底车场、井底接近或穿入奥灰岩承压水岩层内，将水平井底车场均布置在5号煤层的顶板，主、副井井底分别布置在5号煤层的顶、底板岩层内，但远离奥灰岩承压水岩层。全井田划分二个水平（二水平目前在采矿证批准范围外，仅做为远景规划），主、副井井底开凿到一水平。主井采用半上装载方式，利用带式输送机运输斜巷连接井底煤仓和水平带式输送机大巷。轨道运输利用井底车场连接井筒和轨道大巷。初期在在工业场地内建一条回风斜井，通风方式为中央并列式通风系统，后期在井田的北翼煤层露头处再建一条回风立井，通风方式为混合式通风系统。根据矿井的开拓方式，整合后共建4条井筒开拓全井田，即在工业场地内布置主井、副井和回风斜井，在井田北翼煤层露头以外井田境界1号拐点坐标附近布置1条回风井。2、采区布置(1)采区巷道布置1512采区布置三条上山巷道分别为1512采区轨道上山、1512采区回风上山和1512采区带式输送机上山，其中轨道上山以伪斜角24沿5号煤层底板布置，回风上山以伪斜角24沿5号煤层顶板布置，带式输送机上山与5号煤层相交以伪斜角16沿岩层布置。S工作面运输顺槽沿5号煤层顶板布置、回风顺槽沿5号煤层底板布置，运输顺槽通过溜煤眼与带式输送机上山相连，工作面回风顺槽直接与采区回风上山相接。(2)采区开采顺序采区内工作面采用后退式开采方式。(3)工作面巷道布置及支护采用倾斜圆弧过渡水平布置方式，运输顺槽沿煤层顶板破顶掘进，回风顺槽沿煤层底板破底掘进。工作面支护：基本支护技术a、巷道断面断面设计为矩形，尺寸：宽高=4.52.5m，回风顺槽沿煤层底板破三角底掘进，破三角底高度为900mm，运输顺槽沿煤层顶板破三角顶掘进，破三角顶高度为900mm。b、锚杆规格及其布置全断面锚杆共14根，均选用202200mm的等强杆体的高强度无纵筋左旋螺纹钢锚杆。c、锚固方式锚杆采用加长锚固方式，每根锚杆采用1支规格为K2335快速树脂药卷与1支规格为Z2360中速树脂药卷锚固，以此保证锚杆的锚固质量。d、锚杆间、排距初步确定顶板和两帮锚杆间、排距为800800mm。e、锚杆预紧力初步确定锚杆预紧力矩为300Nm。要求顶板及两帮均采用风动扳手上紧锚杆螺母。f、锚杆支护附件主要包括钢带和网。顶板：选用14mm圆钢焊接、宽度为80mm钢筋托梁配合菱形金属网护顶，网孔规格为50mm50mm。钢筋托梁要求焊接必须牢靠，在使用过程中不能出现开焊等问题，在安装锚杆的位置处焊上两段纵筋，以便安装锚杆。当在掘进过程中，顶板较破碎，钢筋托梁护顶不利时，可选用BHW-220-3.00型W钢带配合菱形金属网护顶。两帮：选用14mm圆钢焊接、宽度为80mm钢筋托梁配合菱形金属网护帮，网孔规格为50mm50mm。加强支护技术考虑到顶板的不稳定性，需要在锚杆支护的基础上进行必要的加强支护。根据现场条件和类似条件下巷道围岩控制状况，可采用“小孔径锚索加强支护”形式在现场进行试验。a、锚索布置顶板加强支护：锚索排距为2.4m，即每3排锚杆布置一排锚索，每排锚索2根，与巷帮距离均为1.0m，布置在锚杆排中间。锚索长度为8.3m，外露长度为300mm。每根锚索用1支K2335快速药卷与2支Z2360中速树脂药卷锚固。锚索托盘使用厚度16mm钢板，规格为300300mm。b、锚索选择锚索采用17.8mm的预应力钢铰线。c、锚索张拉力顶板锚索张拉力不小于12t。由于5号煤层属于偏软煤层，受采动影响，局部可能极其破碎，为了保证巷道支护系统稳定，在巷道必要地段实行架棚支护。工作面端头支护a、上端头前、后溜子机头上部分别采用单体支柱配合4.0m长梁支护，两对四梁，一梁三柱迈步布置，迈步距0.6m。机头距回风顺槽部分布置两排3.0m单体液压支柱配合1.8m长梁维护顶板，柱距1.0m，排距0.8m。靠采空区布置切顶点柱610个，两排三花布置，柱距0.5m，排距0.6m。b、下端头布置三排3.15m单体液压支柱配合4.0m长梁维护顶板。靠采空区布置切顶点柱610个，两排三花布置，柱距0.5m，排距0.6m。(4)工作面区段煤柱留设尺寸的确定：区段煤柱斜长20m。3、主要运输系统情况（1）矿井主提升主井地表高程1869.00m，井底位于5号煤层顶板岩层中，井筒净直径5m。煤仓上口高程+1398.00m，选择立式定量装载设备，装载高程+1353m，主井装备一台JKM-2.84()型摩擦式提升机，提升容器为一对9t箕斗，箕斗采用四角对称布置，井上、下采用异侧装卸载，提升机塔式布置，主井兼作入风井；副井地表高程+1864.00m，副井井筒穿越上覆新生界地层厚度5.50m，井底位于5号煤层底板岩层中，井筒净直径7.5m。一水平井底车场高程1350.00m，副井装备一台JKM-3.54()型摩擦式提升机，提升容器为1.0t矿车双层四车罐笼一对（一宽一窄），提升机塔式布置，副井兼作入风及安全出口，敷设排水、消防、洒水管路,以及动力、通讯、信号等电缆。（2）矿井运输A、运输方式主运输采用带式输送机运输方式，辅助运输采用蓄电池电机车运输方式。B、设备选型主运输：B=1000mm，Q=800t/h，V=2.5m/s，=0，铺设水平长度L=194m，带强630N/mm。驱动型式为头部单滚筒一电机，配70kW（660V）电动机一台。带式输送机防滑验算（S1/S2eua1 =2.7）及悬垂度要求的最小张力均满足要求。 采用液压自动拉紧方式。辅助运输： 8t蓄电池电机车牵引12辆1t矿车C、运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号2019整理的各行业企管，经济，房产，策划，方案等工作范文，希望你用得上，不足之处请指正附表顺序名 称单位主井副井回风斜井北翼回风井1井口坐标经距(Y)m.000.000.000.000纬距(X)m.000.000.000.000井口高程m+1869.000+1864.000+1865.000+2025.0002提升方位角39000039000018600003300003井筒倾角9000009000002600009000004井底高程m+1310.000+1310.000+1370.000+1370.0005井筒深度（斜长）m559.0554.0475.0305.06井壁厚度基岩风化带段mm500600450450基岩段mm4004503503507井筒直径（宽）基岩风化带段净mm5000750045004500掘进mm6000870051005400基岩段净mm5000750045004500掘进mm58008400470052008断面积净m219.644.214.715.9掘进基岩风化带段m228.359.418.422.9基岩段m226.455.416.221.29支护材料基岩风化带段钢筋混凝土钢筋混凝土钢筋混凝土钢筋混凝土基岩段混凝土混凝土锚网喷混凝土10装 备一对9t箕斗、单层双罐笼，梯子间、管缆间注浆管路梯子间本矿井开拓巷道主要布置在5号煤层底板岩层中，采用锚喷支护。巷道断面特征详见表7-1。表7-1 巷道断面特征表序号巷道名称巷道类别轨道支护形式净断面形状（宽高）（mm）断面积(m2)备注净掘进1+1360m带式输送机大巷岩巷锚杆、锚索、金属网联合支护直墙半圆拱B=4500mm，H=1500mm14.716.42+1350m轨道大巷岩巷30kg/m钢轨锚杆、锚索、金属网联合支护直墙半圆拱B=4800mm，H=1400mm17.319.73+1660m集中回风巷 岩巷锚杆、锚索、金属网联合支护直墙半圆拱B=4000mm，H=1500mm15.416.74联络巷岩巷锚杆、锚索、金属网联合支护直墙半圆拱B=4000mm，H=1500mm12.313.7(3)采区运输A、轨道上山提升设备提升设备担负轨道上山，设备、材料及人员的提升运输任务。提升机选用JKB-2.52.3P型单滚筒单绳缠绕式提升机，采用单钩串车上、下平车场提升方式，提升矸石、下放材料等采用1t标准矿车，矿车质量610kg，载矸石1.8t。升降人员时采用XRB15-6/6型(4203mm1200mm1538mm)， 15人座斜巷人车，每节车厢载人15位，头车自重2200kg，挂车自重1300kg，每次提升5辆矿车或3辆人车（2头车，1挂车）。B、运输上山：B=1000mm，Q=800t/h，V=2.5m/s，=13，铺设水平长度L=160m，带强630N/mm。驱动型式为头部单滚筒一电机，配160kW（660V）电动机一台，带式输送机防滑验算（S1/S2eua1 =2.7；）及悬垂度要求的最小张力均满足要求， 采用尾部重锤车拉紧方式。4、供电系统（1）供电线路根据本矿的最终用电负荷、线路长度、允许电压损失、经济电流密度等条件，三百子矿井35kV矿井变电所两回架空输电线路，其中一回35kV电源以架空方式引自余庄110kV变电站，输电线路导线型号LGJ-150,送电距离为5.5km。混凝土塔杆架空线，全线架设避雷线，避雷线选用GJ-35钢铰线。另一回35kV电源以架空方式引自东寨110kV变电站,输电线路导线型号LGJ-150送电距离为11km。混凝土塔杆架空线，全线架设避雷线，避雷线选用GJ-35钢铰线。两条供电线路一条工作，另一条带电热备用。（2）地面供电A、变电所布置35kV变电所所址按尽可能接近主要用户与负荷中心、进出线及运输方便、地形平坦、地面标高满足防洪要求、避开污秽地段、有较宽的线路走廊且布设方便等的原则。B、变电所主接线及主要设备根据矿井电源条件及负荷分配情况，建一座35kV变电所，本次设计35kV侧和10kV侧均采用单母线分段主接线方式，35kV和10kV开关设备均设置在室内。二台主变压器，型号为SZ11-10000/35，3522.5%/10kV,10000kVA，布置在室外，正常工作时，二台变压器同时工作，分列运行，当一台变压器事故或检修停止运行时，另一台变压器可保证矿井全部负荷用电。负荷率为42%，保证率为100%。二台变压器同时工作，分列运行，当一台变压器事故或检修停止运行时，另一台变压器可保证矿井全部负荷用电。矿井35kV开关设备选用间隔式金属封闭开关设备，型号为KYNS-40.5，断路器为ZN107-40.5。10kV开关设备选用KYN28A-12型铠装移开式交流金属封闭开关柜，10kV开关设备配置ZN73A-12型户内高压真空断路器。（3）井下供电A、井下主变电所主变电所10kV开关设备选用PBG49-10型矿用隔爆型高压真空配电装置，0.66kV低压开关设备选用KBZ系列矿用隔爆型真空馈电开关等。主变电所内设矿用隔爆型变压器两台，型号为KBSG-500/10，10/0.69，500kVA,主要负担安全检测电源、运输大巷照明等低压用电负荷以及综合自动化控制系统电源、矿井安全监测系统电源和其它低压用电负荷。主排水泵房内设KBGR-200/10型矿用隔爆型软启动器三台，主排水泵采用高压晶闸管软启方式。B、大巷带式输送机配电在大巷带式输送机机头附近设大巷带式输送机机电硐室一座，承担所有带式输送机的电负荷配电。大巷带式输送机采用液力耦合器进行启动。在各个带式输送机机头附近设可移动变压器为各个带式输送机配电，配电采用0.66kV电压等级。C、避难硐室及避难仓配电在井底车场附近设永久避难硐室一座，在采煤工作面设两套移动避难仓，在采区下山里面设一套移动避难仓，配电采用0.66kV电压等级。永久避难硐室内设有矿用隔爆兼本质安全型应急UPS电源，移动避难仓内部集成应急UPS电源。在发生矿难时保证避难硐室内所有监控设备及应急照明正常工作，时间不小于96个小时。D、工作面配电工作面配电采用1.14kV、0.66kV电压等级。在现有各采煤、掘进工作面已经采用矿用隔爆型移动变电站、矿用隔爆型真空组合开关、矿用隔爆型真空馈电开关和矿用隔爆型（真空）电磁启动器配电设备。移动变电站的10kV电源均引自井下主变电所。1.14kV矿用隔爆型真空组合开关均选用国产优质设备。基本满足矿井井下供电要求。现有矿用隔爆型移动变电站选用MYPTJ-10kV型矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆供电；采煤机设备选用MCPT型采煤机金属屏蔽监视型橡套软电缆供电；可伸缩带式输送机等设备选用MYP型矿用屏蔽软电缆供电；乳化液泵、喷雾泵等设备选用MYP矿用移动橡套软电缆供电；岩石电钻等设备选用MZP-0.5kV型矿用电钻电缆供电；其余0.66kV设备均选用MYP-0.66kV型矿用移动屏蔽橡套软电缆供电；井下照明选用MYQ-0.3/0.5kV型矿用移动轻型软电缆供电。基本满足矿井井下供电要求。综合掘进、普通掘进工作面局部通风机采用“三专”供配电。5、供水、排水系统（1）用水量矿井总用水量采暖期为2353.37m3/d（非采暖期用水量为2222.27 m3/d，均包括洗煤厂生产、生活用水），其中生活用水量采暖期为606.90m3/d（非采暖期用水量为418.30 m3/d），生产用水量1803.97m3/h。（2）水源 A、生产用水矿井正常涌水量为95.41m3/h，最大涌水量为143.11m3/h。涌水排出地面后，经净化处理后，水质指标为：SS含量30 mg/L，悬浮物粒径0.3mm，PH=69，大肠菌群不超过3个/L，水质符合井下防尘洒水用水水质标准，作为井下消防、洒水、注浆及地面洗煤厂生产补充用水，不足部分由生活水补充。B、工业场地生活、消防用水生活用水由汾河三泵站供水，中途设供水加压泵房、调节水池及供水管网至工业场地新建的日用消防水池内，保证用水量同时水质符合生活饮用水水质标准，矿井工业场地内生活、生产及消防用水由新建泵房保证。C、水量平衡本工程生产、生活总用水量为2353.37m3/d（非采暖期用水量为2222.27 m3/d），其中井下消防洒水用水量835.18 m3/d，注浆站用水437.90 m3/d，洗煤厂生产用水530.89 m3/d， 一般生活用水量为606.90 m3/d（非采暖期用水量为418.30 m3/d）。（3）给水系统A、井下消防洒水给水系统涌水排出地面后，经混凝、沉淀、过滤、消毒处理后，水质指标为：SS含量30 mg/L，悬浮物粒径0.3mm，PH=69，大肠菌群不超过3个/L，水质符合井下防尘洒水用水水质标准，其中井下排水经过混凝沉淀后用于注浆站用水，中间水池内水用水洗煤厂补充用水。B、井下供水施救给水系统同时由地面生活给水系统引入井下一根生活饮用水管道，经回风斜井进入井下，中间设减压装置，保证用水点用水安全，所有巷道内每个50米设一个三通阀门，供水系统主、支管网设流量、压力等仪表，供水管路每隔200米设阀门，供水管路中的水定期进行排放水，保持饮水安全。C、生产给水系统注浆站用水由井下水处理站提供，洗煤厂生产补充水（本专业只考虑生产补充水至浓缩池澄清水池即可）由井下水处理间提供，不足部分由生活水补充。D、生活及消防给水系统一般生活、消防用水由工业场地外设供水加压泵房提供至工业场地内新建水池内，生活给水根据建筑物用水情况分高、低区给水系统，消防给水根据建筑物性质分高、低区消防给水系统，在主井井塔和洗煤厂原煤仓上分别设V=12m3消防水箱一个。工业场地消防给水管网为环状管网，按照间距不大于120米，保护半径不大于150米布置室外消火栓。室外消火栓采用SA100/65-1.0型地下式消火栓，生活及生产给水管网为枝状管网，给水管材球墨铸铁管，K型接口，胶圈接口，管道最小埋设深度为1.20m。（4）设备选型A、供水加压泵房a、半地下式泵房1座（10.5m6.9m）b、200立方米地下水池1座（7.8m7.8m）c、供水水泵2台（KQLW100X-20（p）8- Q=72 m3/h H=160m N=55KWd、潜水泵1台（50WQ/C249-1.1 Q=20m3/h H=10m N=1.1KW）B、井下消防洒水水池600立方米地下式水池2座（12.9m12.9m）C、注浆站a、注浆站（33.0m12.0m）b、水泵2台（KQL100/125-11/2 Q=70-120m3/h H=23.5-14m N=11kw）c、螺旋给料机2台（ZJ50-WL N=5.5kw）d、带式输送机2台（JB650-LD 宽650mm 长10m N=3.0kw）e、制浆机2台（ZN50 N=45kw）f、搅拌机2台（ZJ50-DQ N=5.5kw）D、矿井水处理间a、处理间（57.0m13.5m）b、150立方米中间水池和清水池各1座地下式（6.8m6.8m）c、矿井水处理设备1套（100m3/h）及回用水泵E、日用消防泵房a、半地下式泵房1座（27.3 m7.2m）b、1000立方米地下式水池1座（15.9m15.9m）c、高区生活给水设备（NBGL2-1280）1套（其中包括：给水泵2台KQL50/250-11/2 Q=8.8m3/h H=82m N=7.5kw 、气压罐1个8002400）d、低区生活给水设备（NBGL3-5060）1套（其中包括：给水泵3台KQL80/200-15/2 Q=43.3m3/h H=60m N=15kw 、气压罐1个12003050）e、高区消防泵2台（XBD10/10-80-285 Q=10L/S H=100m N=30kw）f、低区消防泵3台（XBD7.2/20-100-235 Q=20L/S H=72m N=30kw）g、潜水泵1台（50WQ/C249-1.1 Q=20 m3/h H=10m N=1.1KW）（5）排水系统选用3台MD280-659型矿用耐磨离心式排水泵， H=558-612m，Q=185-335 m3/h布置于井下主排水泵房。 配YB系列矿用隔爆型电动机900kW，10kV,1480r/min,正常涌水期1台工作，1台备用，1台检修。最大涌水期1台工作， 2台备用。排水管路选用2趟21910无缝钢管经管子道沿副立井井筒敷设至地面。正常涌水期1趟工作，最大涌水期1趟工作。吸水管路选用2738无缝钢管。底阀去掉阀片，保留滤网，采用SBS型射流泵抽真空吸水启泵。6、通风系统（1）通风方式矿井的通风方式为抽出式，初期采用中央并列式通风系统，后期采用混合式通风系统，矿井风量110m3/s。（2）通风系统矿井采用主井和副井进风，回风斜井回风，初期采用中央并列式通风系统，后期采用混合式通风系统。局部通风采用局部通风机，风机工作方法为压入式。初期主扇选用FBCDZ-10-29E防爆对旋式轴流通风机2台，1台工作，1台备用。（3）通风设施为保证矿井正常通风和安全生产，根据通风系统需要，必须按规定设置风门、风桥、调节风窗、密闭门等通风设施。掘进工作面局扇为双风机双电源自动切换。为防止漏风，通风设施要按作业规程施工，以保证其应有的作用。对矿井通风系统要经常检查，通风设施要完备齐全，对有损坏的地方要及时修补更换，风门设置应满足反风需要。为降低风阻，除设计尽量采用并联通风外，在实际生产中应避免在主要风路堆放杂物，以防风流紊乱和局部风速超限。（4）矿井瓦斯2011年3月，山西省煤炭工业局综合测试中心编制了山西煤炭运销集团三百子煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告，根据预测结果，开采2号煤层时，矿井最大绝对涌出量为3.76m3/min，最大相对涌出量为1.99m3/t；开采5号煤层时，矿井最大绝对涌出量为5.18m3/min，最大相对涌出量为2.74m3/t。属低瓦斯矿井。（5）局部通风A、掘进工作面通风掘进工作面局扇采用双风机双电源自动切换局，综掘工作面局部通风机型号为FD5.6/215型，普掘工作面局部通风机型号为FD-15.0/25.5型。通风方式采用压入式。B、硐室通风井下除充电硐室、爆炸材料库、采区变电所采用独立通风外，其余巷道式硐室均采用新风并联或扩散通风。(6)瓦斯抽放系统因矿井属低瓦斯矿井，未配置煤层瓦斯抽放系统。生产期间应根据实际揭露地质构造区域的实际瓦斯赋存特征来确定是否需要配备井下移动式瓦斯抽放设备。(7)监测系统依据现行煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范、矿井防灭火规范、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范AQ1029-2007的规定和根据矿井的实际情况，本矿采用KJ95N型矿井安全生产监测系统进行扩容及升级。对煤巷及避难硐室内的瓦斯、一氧化碳、温度、风速、风门开关等参数进行实时监测，对风电闭锁开关、主要设备的开停、水仓水位等工况进行监控，遇险情时，能及时发出警报、切断危险区电源和将信息迅速传至地面中心站。安全生产监测系统还可与矿长室、总工程师室、通风区办公室等处设终端机联机，便于矿井主要领导及时了解矿井安全生产信息，以期达到对灾害事故早期预测和预防，科学合理组织和管理生产的目的。该系统操作平台为WINDOWS2000软件，所有功能操作均具有在线帮助，在中文提示下完成，可随时显示监测数据、图形、曲线和报警点及数值。本矿井井下共布置1个综采放顶煤工作面、1个综掘工作面1个普掘工作面，各采掘工作面均按规定装备了相应的传感器，并留有相应的备用量。矿井安全监测子系统共设有1个主站，2个地面监测分站和9个井下监测分站。7、矿井防尘：（1）防尘措施矿井采取综合防尘措施，建立完善的防尘洒水系统。对于产生煤尘的地点，设计采取了以下防尘措施：1）通风防尘：通风防尘是稀释和排除工作地点悬浮粉尘，防止过量沉积的有效措施。通风防尘要有合理的风量和风速，以排除粉尘。最低排尘风速为0.250.5m/s，最优排尘风速为1.52.0m/s。设计在各进风巷道和回风巷道风量变化较大的地方设有风速监测探头，连续检测各巷道的风速和风量，使风量在满足各用风地点需要的同时，风速控制在最优排尘风速。2）消除落尘：定期测定风流中的粉尘量，定期清扫和冲洗巷道帮顶、支架和设备表面上的煤尘，清除转载点处的浮煤，对巷道采用石灰浆刷白。3）井下带式输送机、装煤机和其它转载地点都设喷雾洒水装置或安装有捕尘器，生产中应经常进行维护，确保喷雾洒水装置和捕尘器的完好和正常工作。4）防尘用的消防洒水供水系统，设计有过滤或沉淀装置，以保证水质清洁。5）喷雾洒水及捕尘设备指定专人管理和维护，不得任意拆除。6）在采区回风、掘进巷道、主要回风大巷设风流净化水幕。7）井下所有车辆要保持完好，防止遗漏污染巷道，发生扬尘。8）矿井的综合防尘措施及组织与管理制度，由矿长每年组织编制和实施。（2）采掘工作面防尘措施1）喷雾洒水；2）掘进工作面配备局部通风机和湿式除尘风机； 3）湿式作业 ；4）破碎机安装有防尘罩和喷雾装置；5）在采、掘工作面回风巷设风流净化水幕； 6）锚喷采用潮料喷浆，同时使用锚喷除尘器或气流搅拌机；7）采掘工作面的工人应按规程规定配戴防尘帽和防尘口罩。（3）防爆措施1）定期清洗巷壁，清扫和运出巷道中沉积的煤尘；2）加强通风管理，控制巷道风速，以防止煤尘飞扬；3）采取撒布岩粉；4）井下严禁使用明火。（4）隔爆措施本矿井的隔爆采用隔爆水棚。1）主要隔爆水棚应设置在下列地点矿井两翼与井筒相联通的主要运输和回风大巷； 相邻煤层之间的运输石门和回风石门。2）辅助隔爆水棚应设置在下列地点 采掘工作面进风、回风巷道； 采区内的煤巷、半煤岩掘进巷道；采用独立通风、并有煤尘爆炸危险的其它巷道，隔绝装载点相通的巷道。附表：通风方式抽出式负压1155Pa瓦斯等级低瓦斯有无抽放系统无相对瓦斯量2.74m3/t有效风量率绝对瓦斯量5.18m3/min等积孔3.53m2有无瓦斯突出无风井主扇名称坡度长度断面型号功率负压排风量回风斜井26498m14.7m2FBCDZ-10-29E2250KW1600Pa110m3/s8、防灭火系统(1)加强电气设备管理，严禁明火作业，防止外源火灾发生。(2)井下设消防洒水系统。(3)及时清除易燃物品，严禁坑木等易燃物品杂乱无章堆放。(4)清扫浮煤，及时封闭采空区，废弃巷道避免风流通过。（5)井下人员按规定配备自救器。（6）井下配备必要的消防器材。（7）井下使用阻燃胶带、风筒和不延燃电缆。（8）带式输送机巷安设自动报警灭火装置。（9）回采工作面配备阻化剂喷射泵，对采空区喷洒阻化剂，防止煤层自燃。（10）建立灌浆防灭火系统。A、灌浆系统及方法根据该矿煤层自燃的特点及采煤方法，为保证防火效果，采用地面集中灌浆系统。B、灌浆参数地面灌浆站在正常情况下与矿井工作制度一致，年工作日为330d，每天2班灌浆，1班准备，每班纯灌浆时间为5h，每天纯灌浆时间为10h。灌浆所需材料量：Q t2=78.47 m3/d日灌浆所需实际土量：Qt31.178.4786.32(m3/d)每日制浆用水量：Qs178.475392.35m3/d每日灌浆用水量：Qs21.1392.35=431.59 m3/d每日灌浆量：Qj1=（392.35+ 78.47）0.93=437.86 m3/d每小时灌浆量：Qj243.79m3/h每小时最大灌浆量：Qjmax1.543.7965.68m3/hC、灌浆设备选用80NYL60-9GE型离心式液下泥砂泵2台，1台工作1台备用，该泵流量60m3/h。灌浆管路选用1227mm无缝钢管，支管选用897mm mm无缝钢管，工作面管道选用50mm夹布胶管。D、灌浆管理编制灌浆设计灌浆区域在进行灌浆之前应编制灌浆设计，设计内容包括：灌浆区概况、防火墙要求、钻空布置、灌浆数量、水土比例、各钻孔灌浆量的分布、灌浆顺序、灌浆期限及安全措施等。施工区要严格按照设计的要求及安全技术措施进行灌浆施工。合理确定灌浆量灌浆质量的主要标志是泥浆的灌浆数量，应根据灌浆参数计算区域灌浆量及土量，各个钻孔的灌浆量要求分配均匀合理。加强对灌浆水灰比的控制提高灌浆效果，就必须保持合适的泥浆浓度。在灌浆期间要随时测量泥浆浓度，埋管灌浆的泥浆浓度以注浆管的出浆口到采煤工作面的距离确定，原则是距离小浓度大，反之要小些。加强气体采样分析和温度检测。建立健全灌浆记录台帐各项记录台帐是灌浆管理工作中的关键的原始资料，是分析灌浆工作的基础。其中包括：钻孔工程记录台帐；灌浆工程记录台帐；防火墙工程记录台帐；气体分析记录台帐等。（11）建立氮气防灭火防灭火系统。A、设备选型根据计算结果采空区灭火流量为328.8m3/h，选用2台DM-400型矿用井下移动式膜分离制氮装置即可满足注氮流量要求，单机功率132KW。B、注氮管路两组移动式注氮装置放置在中部车场内，通过管路并联到运输顺槽内，一直铺到采空区内。注氮管路内径按90mm考虑，管路选取1089无缝钢管。C、建立粉煤灰复合胶体防灭火系统。考虑本井的实际情况，主要采用灌浆和注氮进行防灭火，重点是预防灭火，对于局部火灾适合采用井下移动式粉煤灰复合胶体防灭火系统。本矿井井下设置移动粉煤灰胶体灭火系统，平时该系统所有设备、复合胶体材料存放于井底消防材料库，粉煤灰存放于地面原工业场地内。系统设计参数：制浆原料：粉煤灰；动力：系统设备总功率30kW； 供水：大于10m3/h，水压大于0.4Mpa，要求水中无不溶性杂物；输浆管路：2寸管路，小于1000m；水灰比：1：13：2；粉煤灰使用量： 4 m3/h；注胶量：15 m3/h。9、瓦斯监控及人员定位系统（1）矿井安全监测监控系统该矿设计生产能力为1.2Mt/a，属低瓦斯矿井。依据现行煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范、矿井防灭火规范、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范AQ1029-2007的规定和根据矿井的实际情况，本矿采用KJ95N型矿井安全生产监测系统进行扩容及升级。对煤巷及避难硐室内的瓦斯、一氧化碳、温度、风速、风门开关等参数进行实时监测，对风电闭锁开关、主要设备的开停、水仓水位等工况进行监控，遇险情时，能及时发出警报、切断危险区电源和将信息迅速传至地面中心站。安全生产监测系统还可与矿长室、总工程师室、通风区办公室等处设终端机联机，便于矿井主要领导及时了解矿井安全生产信息，以期达到对灾害事故早期预测和预防，科学合理组织和管理生产的目的。该系统操作平台为WINDOWS2000软件，所有功能操作均具有在线帮助，在中文提示下完成，可随时显示监测数据、图形、曲线和报警点及数值。本矿井井下共布置1个综采工作面、1个综掘工作面1个普掘工作面，各采掘工作面均按规定装备了相应的传感器，并留有相应的备用量