山西泽州天泰坤达煤业有限公司毕业实习报告.doc

第一章 矿井概况与井田地质特征第一节 矿井概况山西泽州天泰坤达煤业有限公司位于晋城市以西16km的川底乡天户村旁，行政区划属晋城市泽洲县管辖。地理坐标为东经11238051124045，北纬 353219353438。本矿西距阳城县20km，南距河南济源县48km，北距高平市50km。太（太原）焦（焦作）铁路穿越晋城市，南去郑州，北至太原通往全国各地，晋城矿务局成庄煤矿铁路专用线通过井田北东部，距矿4.0km，侯月铁路线八甲口站距本矿8km。太洛公路途经晋城市，阳城济源公路距本矿8km，晋城韩城公路距本矿仅1.5km，距亚洲第一大火力发电厂阳城北留发电厂公路10km，交通运输条件十分便利。第二节 井田地质特征一、地形地貌本区位于太行山南段西侧，属沁河水系。总观地貌形态为西北高东南低。最高点在井田西北角的山梁处，标高为1095.90m，最低点位于东部255号钻孔处的拐河河床，标高为780.30m，地形最大相对高差315.60m。地表经长期风化侵蚀，沟谷纵横交错，黄土梁峁连绵，地形十分复杂，属中低山地貌。二、地表水系井田内河流不发育，主要有长河的支流拐河由西北向东南贯穿井田中部，其它大小沟谷平时基本无水，只有雨季时才有洪水向东南排入拐河，由于拐河上游建有沙沟水库，其截流作用使中下游水量减少，主要为附近各生产矿的井下排水及生活污水，所排之水排进了井田南部的长沟河。拐河、长沟河均为季节性河流，系沁河水系。三、矿区建筑物区内无村庄及居民点分布，矿区内及周边无其它工业及重要建筑物。四、气象及地震本区属大陆性气候，年降水量为295.91010.4mm，平均年降水量643.1mm，年蒸发量为1480.92428.3mm，平均年蒸发量为1764.9mm，全年蒸发量为降水量的23倍，雨季集中在7、8月；气温最热在68月，日最高温度36.1，气温最低在12月至次年1月，日最低温度-15.7；每年10月至次年4月为冻结期，最大冻土深度0.42m。风向多为东南风和东北风，最大风速20m/s。据晋城、阳城、高平等县志记载，从1140年以来，先后共发生地震28次，地震最大强度达5级，根据建筑抗震设计规范(GB50011-2001)，本地区地震设防烈度为6度，设计基本地震加速度为0.05g。五、相邻矿井位置关系山西泽州天泰坤达煤业有限公司东北邻山西晋煤集团泽州天安晋瑞煤业有限公司、山西晋煤集团泽州天安壁盈煤业有限公司，西北邻山西晋煤集团泽州天安润宏煤业有限公司，东邻山西晋煤集团泽州天安岳圣山煤业有限公司、西邻晋煤集团寺河煤矿，西南邻山西晋煤集团泽州天安海天煤业有限公司，南邻晋煤集团寺河煤矿二号井。六、主要地质构造寺河井田位于太行山复背斜西翼，沁水盆地东翼南端。属阳城山字型构造体系脊柱部分的南端及马蹄形盾地北侧，主体构造为轴向近南北的压扭构造，一系列开阔的背向斜及压扭性逆断层南北向贯穿井田。山西泽州天泰坤达煤业有限公司位于寺河井田的东北部，井田内构造为一总体走向北东，倾向北西的单斜构造，井田西部发育一向斜构造，沿走向有34个波状起伏，地层倾角为18。井田内大部分为第四系所覆盖，局部有基岩出露，井田范围内发育有两条断层。（一）褶曲S1向斜位于井田西部，轴向近北-南向，两翼地层不对称，地层倾角为1-8左右。向斜轴被426、335号钻孔及井下测量控制。（二）断层1、F12逆断层：位于原庄至下岭西村一线，延展长度6km，属压扭性断裂，走向近南北，断层面西倾，倾角50，西侧上盘向上推复，落差1015m，此断层的一部分穿越井田西部，其所在位置被井下3号采掘工程和井田西南角外的432号钻孔及井田西部419号钻孔完全控制，432号孔见K2石灰岩重复，落差13m；419号钻孔见9号煤层重复，落差15m，五盘区运输，回风巷550m处落差15m，七盘区准备工作面东侧落差10m，该断层井下揭露倾角2030，地表50左右。2、F14逆断层：位于F12逆断层东侧，距F12逆断层100m，走向近南北，断层面西倾，倾角60西侧上盘向上推复，被长17号孔所控制，长17号孔K7细砂岩重复，落差10m，推测延展500m，井田内延伸250m。综上所述，井田总体为一单斜构造，西部发育一向斜构造，地层产状较平缓，发育2条断层，陷落柱不发育，未发现岩浆岩侵入，构造类型属简单。第二章 矿井开拓与开采第一节 矿井开拓部署一、矿井开拓矿井采用斜立井混合开拓，中央分列式通风方式，机械抽出式通风方法。回风立井现安装FBCDZ-8-23B型轴流式主通风机2台，电机功率200kW2，一台运行，一台备用。矿区范围内现共有3个井筒，即主斜井、副斜井与回风井。主斜井位于矿井中部，井口坐标：X3936916.538，Y19649795.347，Z848.55，=129,井筒倾角为21；副斜井位于矿井中部，井口坐标：X3936892。912，Y19649784。461，Z845。561，=129,井筒倾角为25，回风立井位于工业广场西北，井口坐标：X3937623.699，Y19649242.493.88，Z928.07。主斜井作为煤炭提升井，副斜井作材料井、行人之用；回风立井为用于开采3号煤层回风，兼作安全出口。主斜井装备B=1000mm大倾角皮带，担负全矿井煤炭提升，副斜井配备JK-2.5/2单滚筒绞车，电机功率280kW，采用单钩串车作辅助提升，担负人员、矸石、材料及设备等所有提升任务。井下皮带运输巷采用DTL100/63/275型皮带输送机运输煤炭，材料运输巷采用JW2-1600/80型无级绳绞车牵引矿车运输。井下布置1个采煤工作面，2个掘进工作面，采煤方法为长壁分层综采，采煤工作面采用MG160/375-W型采煤机、ZZ4800/17/35型液压支架支护，运输顺槽采用SSJ800/275型皮带输送机运输煤炭，轨道顺槽采用JD-11.4型调度绞车牵引矿车运输。二、水平划分、采区划分与标高矿井许可开采标高+650+770m，矿井东西长约4km，南北长约4.5km；煤层平均倾角5。 三、矿井生产能力矿井现主采3#煤层，有1个回采工作面采煤，2个掘进工作面。回采工作面采用综合机械化开采，全部垮落法处理采空区。年产煤炭量为90万吨。第二节 矿井生产系统矿井采用中央分列式通风方式，风井安设两台FBCDZ-8-23B型轴流式主通风机，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。 地面建35kV变电站一座，其中一回电源引自川底110kV变电站35kV母线段，另一回暂时采用10KV电源，引自东沟220KV变电站10KV母线段，供电电源可靠，导线选用LGJ-240mm2 。矿井地面低压配电系统采用TN-C-S系统，动照合一，以树干式和放射式为主，个别距供电点远，彼此相近、容量较小的用电设备采用链式配电。井下为双回路供电，下井电缆采用 MYJV22-8.7/10kV 395mm2 0.55km两回沿混合井下井至井下中央变电所。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该水平全部设备正常运行。矿井选用KJ90NA煤矿安全监控系统，该系统由监控计算机、计算机网络及监控软件；传输接口及传输通道；供电电源及数据采集分站；各种传感器及执行器四部分组成。井下主水泵房设于混合提升井井底，矿井涌水经主水泵房、管子道、副斜井井筒敷设的排水管路排至地面沉淀池。本矿现有3台D85-456型离心水泵，该泵额定流量为85m3/h，一级扬程为45m，配用电机功率为110kW，矿井正常涌水量QH=37.5m3/h，矿井最大涌水量Qm=50m3/h，副斜井井筒设两趟排水管路。第三节 采区巷道布置 二采区布置有胶带大巷、轨道大巷和回风大巷，胶带大巷、轨道大巷为下分层掘进巷道，采用矩形断面，锚杆锚索、钢带挂网喷浆支护。回风大巷为上分层掘进巷道，采用矩形断面，锚杆锚索、钢带挂网喷浆支护。3201采面布置有胶带顺槽、轨道顺槽、回风顺槽瓦斯尾巷，胶带顺槽、轨道顺槽、回风顺槽均采用工字钢棚支护，瓦斯尾巷采用锚杆锚索、钢带、挂网支护，开切眼采用矩形断面锚杆钢带加锚索补强支护。第四节 采煤方法矿井开采的3号煤层赋存于山西组下部，煤层厚度6.077.45m，平均6.24m，为稳定的可采煤层之一，煤层结构较简单，含02层夹石，一般夹矸厚度在0.050.20m之间，顶板为泥岩或粉砂岩，局部为炭质泥岩及中砂岩，底板为粉砂岩和细砂岩，局部为泥岩。井田地质构造及水文地质条件简单，煤层瓦斯含量高，为高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险性，为不易自燃煤层。根据3号煤层赋存条件和开采技术条件，结合矿井设计规模和投资能力，有两种采煤方法可选择，即分层综采和放顶煤综采。分层综采具有资源回收率高，矿井经济效益好等优点，缺点是回采巷道工程量大，劳动效率低，工作面搬家次数多，生产成本高；放顶煤综采具有回采巷道工程量小，劳动效率高，工作面搬家次数少，生产成本低等优点，缺点是资源回收率低。考虑到本矿瓦斯涌出量较大，采用放顶煤综采难度较大，晋城市煤管局规定，高瓦斯矿井不允许放顶煤。因此，根据本矿3号煤层的具体情况和晋城市煤管局的有关规定，确定本矿3号煤层采煤方法采用走向长壁分层综采，采用金属网假顶，铺底网，顶板管理采用全部垮落法。第五节 工作面回采工艺分层综采工作面采用采煤机割煤，螺旋滚筒装煤，可弯曲刮板输送机运煤，运输顺槽运煤采用可伸缩带式输送机。采煤工艺如下：工作面采用端头斜切进刀，双向割煤，其工艺流程为：采煤机在端头斜切进刀割煤移架推移输送机联网清煤。工作面两端作业流程为：割煤移机头（尾）清煤移架联网。端头斜切进刀长度20m，移架作业距采煤机后滚筒35m，推移输送机距采煤机后滚筒1015m，推移输送机后立即清煤和联网。采煤机生产能力计算：Q=60VMBr式中：Q采煤机小时割煤能力，t/h；V采煤机牵引速度，取2.5m/min； M割煤厚度，平均3.0m；B截深，取0.60m；r煤的容重，1.46t/m3； 采煤机总时间利用系数，取0.7。Q=602.53.00.61.460.7=290t/h采煤工作面割煤采用MWG160/375-W型双滚筒采煤机，电机功率375kW，牵引速度2.5m/min，小时生产能力290t/h，可满足矿井3号煤层综采开采割煤需要。可弯曲刮板输送机选择满足三个方面的要求，一是运输能力与采煤机生产能力相适应；二是外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；三是运输机长度与工作面长度一致。转载机的能力选择要求与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩带式输送机相配套。可伸缩带式输送机选择与工作面顺槽长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。采煤工作面主要机械配备见下表。采煤工作面主要机械配备表设备名称设备型号技术特征功率(kW)单位数量双滚筒采煤机MWG160/375-W截深0.63m、0.80m采高1.43.0m375台1可弯曲刮板输送机SGZ-630/264设计长度150m运量450t/h264台1破碎机PLM1000破碎能力1000t/h110台1转载机SZB730/75转载能力600t/h75台1可伸缩带式输送机DSJ100/63/275运输能力630t/h275台1液压支架ZP4800/17/35支撑高度1.73.5m工作阻力4800kN架110端头支架ZGP5800/17/35支撑高度1.73.5m工作阻力5800kN组4单体液压支柱DZ31.5支护高度1.93.15m根300型顶梁L=3.6m根150乳化液泵站BRW200/31.5公称流量200L/min公称压力31.5MPa132套1喷雾泵站BPW320/6.3公称流量320L/min公称压力6.3MPa45套1三、工作面顶板管理方式及支架选型工作面顶板管理方式采用全部垮落法。工作面支架选择采用估算法，计算公式如下：P=（68）9.8SMcos式中：P支架承受的荷载，kN；S支架支护的顶板面积，m2；M采高，m；顶板岩石视密度，=2.5t/m3；煤层倾角。P=（68）9.85.32.53.0cos5=23283104kN根据液压支架工作阻力计算结果，设计选用ZP4800/17/35型液压支架，支撑高度1.73.5m，工作阻力4800kN，初撑力3956kN，支架重量15.55t。所选液压支架为铺网液压支架，工作面采用金属网假顶，金属网为10号镀锌铁丝做成的菱形网，把金属网卷固在液压支架上，采用铺底网。工作面端头护采用ZP5800/17/35端头支架。顺槽超前支护采用DZ31.5型单体液压支柱和型顶梁（L=3.6m）。四、采煤工作面长度、采高及循环数、年进度1采煤工作面长度及采高首采工作面矿方已掘出，为3201工作面，工作面长度150m，经计算，能满足90万t/a的设计能力。根据3号煤层厚度和开采技术条件，结合本矿生产技术管理水平，设计确定综采工作面长度为150m，分两个分层开采，上分层采高3.0m，下分层采高3.24m。2采煤工作面循环数、年推进度采煤工作面采煤机截深0.6m，循环进度0.6m，三采一准，日循环个数9个，正规循环率取0.6。采煤工作面年推进度按下式计算：年推进度=循环进度日循环个数年工作日正规循环率=0.693300.8=1426m五、工作面回采方向与超前关系采煤工作面回采方向采用后退式，相邻工作面间采用前进式顺序开采。六、采区及工作面回采率3号煤层为厚煤层，采区回采率取75%，工作面回采率取93%。第三章 矿井通风第一节 矿井通风系统一、通风方式和通风系统矿井通风方式采用机械抽出式，通风系统采用中央分列式。第二节 采区通风系统3201工作面采用两进两回通风方式。即3201轨道顺槽、胶带顺槽进风切眼回风顺槽/瓦斯尾巷回风总回风巷回风井地面。第三节 掘进通风掘进工作面采用独立通风，由局部通风机采用压入式供风。井下消防材料库、采区变电所采用独立通风，其余硐室采用主通风机全负压通风。第四节 矿井风量计算(一) 矿井风量计算根据煤矿安全规程一百零三条，矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值。1按井下同时工作的最多人数计算Q矿=4NK式中: Q矿矿井总风量，m3/min；4井下每人每分钟供风标准，m3/min；N井下同时工作的最多人数，N=75人；K矿井通风系数，取1.25。Q矿=4751.25=375m3/min7m3/s2按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算Q矿=(Q采+Q掘+Q硐+Q其他)K式中: Q矿矿井总风量，m3/min；Q采采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q硐独立通风的硐室实际需要风量的总和，m3/min；Q其他除了采煤、掘进、独立通风硐室以外其他井巷需要通风风量的总和，m3/min；K矿井通风系数，取1.25。(1) 采煤工作面需风量计算 按瓦斯涌出量计算Q采=100q采Kc式中: Q采采煤工作面需要风量，m3/min；q采采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的风量备用系数, Kc=1.4。据山西泽州天泰坤达煤业有限公司矿井兼并重组整合瓦斯抽采工程初步设计，当矿井开采3号煤层上分层时，预测回采工作面绝对瓦斯涌出量为36.19m3/min, 回采工作面瓦斯抽采量23.47m3/min（预抽11.01 m3/min，边采边抽为1.6m3/min，半封闭采空区抽采为10.86m3/min），则回采工作面风排绝对瓦斯量为12.72 m3/min。Q采=10012.721.41781m3/min29.68m3/s按工作面温度计算Q采=60VcScKi式中: Q采采煤工作面需要风量，m3/min；Vc采煤工作面适宜风速，Vc=1.5m/s；Sc采煤工作面平均有效断面，Sc=10.8m2；Ki采煤工作面长度系数，Ki=1.1m/s。Q采=601.510.81.1=1069.2m3/min18m3/s 按工作人员数量计算Q采=4nc式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/min；4井下每人每分钟供风标准，m3/min；nc采煤工作面同时工作的最多人数，nc=25人。Q采=425=100m3/min2m3/s上述计算取最大值，则采煤工作面需要风量Q采=29.68m3/s。 按风速验算根据煤矿安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。即采煤工作面风量应满足：0.25ScQ采4Sc式中：Sc采煤工作面平均有效断面，Sc=10.8m2。0.2510.829.68410.82.729.6843.2采煤工作面风量满足煤矿安全规程规定的风速要求。矿井布置1个综采工作面，Q采=29.68m3/s。(2) 掘进工作面需风量计算 按瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘Kd式中: Q掘掘进工作面需要风量，m3/min；q掘掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；Kd掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数, 普掘工作面取2.0，综掘工作面取1.8。据山西泽州天泰坤达煤业有限公司矿井兼并重组整合瓦斯抽采工程初步设计，当矿井开采3号煤层上分层时，预测掘进工作面绝对瓦斯涌出量为3.07m3/min, 预计掘进工作面边掘边抽瓦斯量为1.56 m3/min,则掘进工作面风排绝对瓦斯量为1.51 m3/min。Q普掘=1001.512.0=302m3/min5.03m3/sQ综掘=1001.511.8=272m3/min4.53m3/s 按炸药使用量计算(炮掘面)Q掘=25Aj式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/min；Aj掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，Aj=6kg。Q掘=256=150m3/min=2.5m3/s 按局部通风机吸风量计算Q掘=Q局Ikj式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/min；Q局掘进工作面局部通风机额定风量；普掘工作面选用DBKJ-No5.6/211型对旋轴流式局部通风机，额定风量250390m3/min；综掘工作面选用DBKJ-No6/215型对旋轴流式局部通风机，额定风量350550m3/min；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数，I=1。kj为防止局部扇风机吸循环风的风量备用系数，kj=1.3。Q普掘=39011.3=507m3/min=8.45m3/sQ综掘=55011.3=715m3/min=11.92m3/s 按工作人员数量计算Q掘=4nj式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/min；nj掘进工作面同时工作的最多人数，nj=12人。Q掘=412=48m3/min1m3/s 上述计算取最大值，普掘工作面需要风量Q普掘=8.45m3/s，综掘工作面需要风量Q综掘=11.92m3/s。 按风速验算根据煤矿安全规程规定，煤巷及半煤岩巷掘进工作面风量应满足：0.25SjQ掘4Sj式中：Sj掘进工作面巷道过风断面；普掘工作面为11.8m2，综掘工作面为12.0m2。0.2511.88.45411.82.98.4547.20.2512.011.92412.03.011.9248.0普掘工作面和综掘工作面风量满足煤矿安全规程规定的风速要求。矿井布置1个普掘工作面，1个综掘工作面，Q掘=8.4511.92=20.37m3/s(3) 独立通风硐室需要风量计算消防材料库需要风量：2m3/s采区变电所需要风量：2m3/sQ硐=22=4m3/s（4）备用工作面需风量备用工作面需风量按回采工作面需风量的50%计算29.6850%=14.84 m3/s(5) 其他巷道需要风量计算其他巷道需风量按采掘工作面和独立通风硐室需风量总和的10%计算,Q其他=(29.6814.8420.374)0.1=6.89m3/s矿井总风量计算：Q矿=(29.6814.8420.3746.89)1.25=94.73m3/s，取95m3/s上述两种方法计算结果取大值，确定矿井总风量95m3/s。混合提升井进风量45m3/s，进风斜井进风量45m3/s，瓦斯抽放井进风量5m3/s（该风量不进入采区通过联络巷进入回风立井），回风立井回风量95m3/s。第四章 矿井安全技术第一节 矿井瓦斯治理一、防治瓦斯（一）瓦斯检查3201工作面瓦斯检查地点有：进风流、工作面、煤机附近、回风流、进风及回风上隅角、瓦斯尾巷。工作面在生产班每班必须配备两名专职瓦斯员负责瓦斯（二氧化碳）的检查工作，每两小时向调度室汇报各地点瓦斯、二氧化碳浓度，并与监控甲烷传感器进行对照。每班至少巡回检查3次，时间间隔2h，检查结果通知当班采煤班长，并记在记录手册上，检查结果记录在检查地点瓦斯牌上。瓦斯检查执行“一班三汇报”制度。瓦斯员严格执行现场交接班制度。严禁空班、漏检、假检。（工作面正常生产时，两名专职瓦检员要按分工，一人随割煤机检查，一人检查后溜及上隅角瓦斯。要随时，不间断地进行瓦斯检查。）（二）瓦斯浓度要求采煤工作面进风流中瓦斯（二氧化碳）浓度达到0.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；工作面风流中瓦斯（二氧化碳）浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；工作面回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，切断电源，进行处理；专用瓦斯尾巷瓦斯浓度达到2.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；回风上隅角瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或其开关安设地点附近20米范围内风流中瓦斯浓度达到1.5%，必须停止运转、撤出人员、切断电源、进行处理。巷道中体积大于0.5m3空间内积聚瓦斯达到2%时，附近20米内，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。矿井总回风巷风流中瓦斯或二氧化碳浓度超过0.75%,必须立即查明原因，进行处理。（三）瓦斯抽放3201综采工作面采用 “以开采层预抽为主，边采边抽为辅”的瓦斯抽放设计。具体设计如3201工作面抽放方案。1、抽放管路布置(1)3201运输顺槽（159mm聚乙稀管）回风巷（426mm无缝钢管）总回风巷（426mm玻璃钢管）接入泵站(2) 3201回风顺槽（273mm/159mm聚乙稀管）回风巷（426mm无缝钢管）总回风巷（426mm玻璃钢管）接入泵站2、钻孔布置及抽放方法3201工作面主要采用运输顺槽、回风顺槽向工作面布置顺层钻孔，对3201工作面进行预抽放。(1)抽放方法：钻场密集钻孔抽放。采用3201运顺、回风顺槽掘进过程中施工钻场、斜向钻孔，对工作面进瓦斯预抽。（四）安全监测监控系统矿井应装备完善的安全监测系统，工作面监测传感器与矿井安全监测系统完好联接，依据煤矿安全规程、AQ 1029煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范要求，综采工作面监测传感器布置如下表。综采工作面监测仪器安装位置表甲烷传感器设置地点报警浓度（）断电浓度（）复电浓度（）断电范围悬挂位置工作面T11.01.51.0工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备距工作面煤壁线10米处采煤工作面上隅角T21.01.51.0工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备上隅角回风顺槽回风流T31.01.01.0工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备距回风巷口10-15米处专用瓦斯尾巷T42.52.52.5工作面内全部非本质安全型电气设备距专用排瓦斯巷回风口10-15米处3201回风巷T51.01.01.0工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备距回风巷口10-15米处采煤机设置的便携式甲烷检测仪1.0备 注1、3201回顺绕道安装风门开停传感器，回风巷安装风速传感器。第二节 矿尘防治一、防尘措施（一）采煤机内外喷雾降尘。在整个防尘供水管路线上设有过滤，保证喷雾水质，配备喷雾泵，确保水压在35MPa，采煤机安装内外喷雾装置，割煤时喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量320L/min，无水或喷雾装置损坏时必须停机。（二）架间喷雾降尘。工作面每组支架安装一组不少于3个喷嘴的手动喷雾降尘装置，实现移架、放煤、采煤机割煤时能够手动打开510组支架喷雾拦截粉尘。（三）采煤、移架时的降尘措施。在综采支架上必须安装移架、采煤喷雾系统，并且要保证设施完整，雾化良好，正常使用。在工作面每组支架的后尾梁上安装一组不少于3个喷嘴的喷雾降尘装置，在降柱、移架、或采煤时本架和下风侧邻架喷同步喷雾，且喷嘴位置适当，喷雾方向正确。（四）在工作面的进、回风顺槽距工作面60200m范围内各安设一组隔爆水棚。（五）综合防尘措施（1）运输顺槽、回风顺槽各安装两道净化水幕。第一道净化水幕安设在距工作面不大于30m处，第二道净化水幕超前第一道净化水幕15m，随采随移,要求灵敏可靠，使用正常，能封闭全断面。（2）坚持巷道冲洗制度，工作面和转载溜处每班冲洗一次；运巷每旬至少全面冲洗一次，胶带输送机头前后10m范围由皮带司机随时冲洗；回风巷距安全出口50m以内每班冲洗一次，50100m内每天冲洗一次，100m以外至巷口每5天冲洗一次。（3）工作面供水管路中必须按要求安设过滤装置。保证水质符合要求。 （4）工作面的回运两巷必须按标准安设防尘洒水管路，吊挂平直，接口严密，并且每50m设置一个“三通”阀门，其供水量满足工作面防尘用水需求。（5）支架安设移架自动喷雾降尘系统，做到放煤或移架时能自动开启，喷雾灭尘。 （6）采煤机要有完好的内外喷雾装置，雾化程度高，能罩住采煤机的滚筒，并且喷头不堵，采煤时能正常使用。否则，及时停机处理。 （7）采煤机的截齿必须锋利，对磨损的截齿要及时更换，另外，要调整好牵引速度，使之与产尘量最低的匹配关系达到最佳。 （8）采煤机和液压支架的喷雾降尘系统要坚持使用喷雾泵和降尘剂，增强降尘、灭尘效果。 （9）各转载点和破碎机前后要有完好的喷雾降尘设施，其位置固定，正常使用。 （10）检修班必须对喷雾降尘系统进行全面检修，保证正常使用，在生产过程中，必须随时更换损坏的喷雾设施和疏通被堵塞的喷嘴，加强对喷雾系统的管理和维护。（11）在生产过程中，工作面所有人员必须按要求佩戴防尘口罩。第三节 矿井防灭火一、防灭火方法根据晋煤检20100603-MR-E1212煤样检验报告，本矿初期开采的3号煤层为不易自燃煤层，从煤的炭化程度、煤岩成分等方面分析，结合井田内及周边各矿以往开采3号煤层情况，井下3号煤层未发生过自燃事故，预计该矿在3号煤层开采过程中发生煤层自燃的可能性较小。但在开拓、开采和通风等方面仍需采取措施，防止自燃发火，生产中应加强浮煤清理工作，及时密闭采空区或盲巷，确保安全生产。根据煤样检验报告，5、9、15号煤层为自燃煤层,矿井后期开采5、9、15号煤层时, 选用预防性阻化剂和黄泥灌浆防灭火方法。二、井下外因火灾防治1、电器事故引发的火灾防治措施及装备1)井下机电设备硐室防火措施(1)井下中央变电所、主排水泵房采用混凝土支护，其通道中设置密闭门和防火栅栏两用门。(2)井下采区变电所采用锚网喷支护，其通道中设置防火栅栏两用门。(3)井下机电设备硐室内按规定配备消防器材。井下灭火器配备详见表6-3-1。(4)井下建立了完善的消防洒水系统。在井下重点保护区域按消防洒水设计规范的要求设置防火栓。主井井筒、运输大巷巷道内。水泵房和变电所、消防材料库入口处。采煤工作面运输顺槽、回风顺槽入口处。掘进工作面进、回风入口处。在井底车场、变电所水泵房入口存放水龙带，水枪与消防栓接口每个存放地点存放2卷25m水龙带和50m软管。(5)当井下发生火灾事故时，为减少灾害损失，矿井建立了完善的反风系统，视发火地点不同，该系统可以分别实现局部反风及全矿井反风。(6)应加强管理，及时清理机电设备硐室内的可燃物,消灭事故隐患。 井下灭火器配备表 表 6-3-1 序号配备地点灭火器种类数量备注1井底车场10L泡沫灭火器40.5m3砂子或岩粉CO2灭火器28kg干粉灭火器12主水泵房CO2灭火器28kg干粉灭火器13主变电所CO2灭火器28kg干粉灭火器24液压泵站10L泡沫灭火器4配于泵站进风侧60kg干粉灭火器45采区变电所CO2灭火器48kg干粉灭火器42)井下电气设备的防火措施(1)电气事故引发的火灾防治措施二、井下电气设备的防火措施井下变电所内高、低压配电设备的选型，严格遵守煤矿安全规程规定及要求，井下主变电所电压等级10/0.69kV，10kV和0.69kV母线均采用单母线分段接线方式。10kV配电装置选用PBG60-10矿用隔爆型高压真空配电装置，660V配电装置选用KBZ型矿用隔爆型低压馈电开关，变压器选用KBSG矿用隔爆型干式变压器。其它配电点控制设备均为矿用隔爆型，做到防火于未然。矿井井下供电电压为：10kV、0.69kV及127V，井下变压器中性点不接地。为防止地面雷电波侵入井下，由地面直接入井的设备机架、轨道、金属管路及铠装电铠的金属外皮等，均需在出（入）井口附近，将金属体作不少于2处的可靠接地，通信线路在入井处装设熔断器和防雷电装置，井下胶带输送机机架等有可能发生静电危害的管道和设备，均要连接成连续的电气通路并接地，且接地点不少于两处。各电气设备正常不带电的金属外壳铠装电缆的金属外皮等均通过专用接地线按规程可靠接地。三、井下电缆敷设及连接井下的电力电缆均选用符合MT818煤矿用阻燃电缆并经检验合格取得矿用产品安全标志的阻燃电缆，固定敷设的电缆为矿用阻燃铜芯电缆，非固定敷设的电缆为阻燃软电缆，移动和手持式电气设备为专用橡套电缆，两回下井电缆选用MYJV42-8.7/10kV型3x95矿用阻燃交联聚乙烯粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆，长度2x350m，沿副立井井筒敷设至井下主变电所，当任一回电缆故障停止送电时，另一回仍能保证矿井最大涌水量时井下的全部负荷用电。给移动变电站供电的10kV电缆选用：MYPTJ-8.7/10煤矿用移动金属屏蔽检视型橡套软电缆；回采工作面采煤机选用：MCP-0.66/1.14型采煤机金属屏蔽监视型橡套软电缆；1.14kV低压设备的供电电缆选用：MYP-0.66/1.14煤矿用移动橡套软电缆；其他0.69kV低压设备的供电电缆选用：MYP-0.38/0.66煤矿用移动橡套软电缆。煤电钻电缆选用MZ-0.3/0.5煤矿用电钻橡套电缆。井下照明电缆选用MYQ-0.3/0.5煤矿用移动轻型橡套软电缆。井下电缆选用矿用阻燃型电缆，且必须满足电缆热稳定的要求，井下变压器选用矿用干式隔爆型。除手持式或移动式设备的电缆外，井下水平巷道或倾角在30以下的井巷中的电缆采用在巷道壁或巷道顶板用电缆挂架敷设的方法，挂架间距不超过3m，有适当的弛度，并在承受意外重力时能自由坠落。电缆与压风管、供水管应在巷道内不同侧敷设，当敷设在同一侧时，电缆必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离；井筒和巷道内的通信和信号电缆应分挂在井巷的两侧，如果受条件所限：在井筒内，应敷设在距电力电缆0.3m以外的地方；在巷道内，应敷设在电力电缆的上方0.1m以上的地方。高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高、低压电缆间距应大于0.1m，高压电缆、低压电缆的间距不得小于50mm。井下巷道内的电缆，沿线每隔一定距离、在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应设置注有编号、用途、电压和截面的标志牌，以便识别。在总回风巷和专用回风巷中不得敷设电缆。对易触及、裸露的带电部分设遮拦等防护措施。电缆同电气设备的连接，均采用同电气设备性能相符的接线盒，电缆芯线使用齿形压线板或线鼻子同电气设备进行连接；不同型电缆之间经过接线盒、连接器进行连接；橡套电缆的连接采用硫化热补或与热补有同等效能的冷补。在地面热补或冷补后的橡套电缆，必须经浸水耐压试验，合格后方可下井使用。在井下冷补的电缆必须定期升井试验。立井井筒中所用的电缆中间不得有接头；因井筒太深需设接头时，应将接头设在中间水平巷道内。运行中因故需要增设接头而又无中间水平巷道可利用时，可在井筒中设置接线盒，接线盒、连接器应放置在托架上，不应使接头承力。3、带式输送机的防、灭火措施1)主斜井井筒装设自动报警灭火装置和敷设消防管路。2)井下采区运输巷、运输顺槽带式输送机巷道沿线敷设有消防洒水管路，每隔50m设置三通，便于消防洒水，每个三通配备阀门和接管，并配有25m的消防专用软管。机头尾不得堆放任何易燃物。3)带式输送机机头前后20m的巷道采用不燃性材料支护。井下消防材料库配备了足够的扑灭胶带机火灾的消防器材。4)在带式输送机机头设有DMH型自动洒水灭火装置，水源取自井下消防洒水供水系统。主斜井胶带机在机头、机尾及中部各设1台DMH型自动洒水灭火装置。5) 在胶带机机头、机尾安装有洒水装置外，中部每50m设有洒水降温设施和烟雾防火保护；胶带选用了抗静电的阻燃输送带，选用的胶带输送机托辊及滚筒的非金属材料和橡胶衬垫，其阻燃性和抗静电性均满足MT14795标准，此外胶带机机架刷防火油漆。6)设计选用KPJ-I型带式输送机综保监控装置，该装置上设置了滚筒温度保护和烟雾保护装置。7)结合矿井安全生产监测系统，于带式输送机滚筒下风侧10-15m处设一氧化碳及烟雾传感器。8)采区运输巷带式输送机、顺槽带式输送机采用液力偶合器实现软起动方式，掘进工作面带式输送机采用直接起动方式。第四节 矿井防治水一、水文地质情况本区地貌区划属晋城泽州堆积盆地区，其西侧为侵蚀剥蚀之中山区。井田位于太行山南段西侧，泽州盆地西北边缘，地表呈现为侵蚀形成的低山丘陵地貌。区域地表水系属于黄河流域，为黄河流域沁河水系中上游支流，区域内河流有沁河、长河、芦苇河等，均为季节性河流。沁河上游支流建有马连圪塔大型水库，中游西侧支流建有董村大型水库。区域水文地质单元属延河泉域，位于山西省晋城市西部。由延河泉、八甲口泉等7个泉组成泉群，沿沁河中下游河谷排泄。其中以延河泉最大，位于阳城县东冶乡延河村北1km的沁河西岸，出露标高463.78m。据19562000年监测资料，延河泉域排泄带总排泄量年平均最大为16.8 m3/s（1963年），最小3.38 m3/s（2000年），多年平均流量为9.8 m3/s，呈下降趋势。大气降水为地下水的主要补给来源。二、矿井防治水措施的确定1、每年汛期前必须将井口周围的导水沟渠挖好疏通，并由专人负责。2、必须经常检查井田地表是否存在导水裂隙或其它导水通道，发现裂隙及其它导水通道，应及时将其回填封实。3、必须随时观察井下各种涌水现象，做好矿井水文地质工作。4、必须经常了解相邻矿井开采情况，掌握其采空范围，涌(积)水情况、防止越界开采，造成巷道相互贯通，采空区积水涌入矿井，造成涌(突)水事故的发生；一旦发现煤壁发潮、有水锈等透水预兆,立即采取措施，严防突水及事故的发生。5、井下开拓巷道尽量减少对煤层底板的破坏。6、主水泵房通道内设置了密闭门，防止万一井下发生突水时不致危及主排水泵房。7、对掘进工作面配备了探水钻机，遵循“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”的原则,尤其是采空区或构造附近掘进时,更应注意探放水,作到“有掘必探”。8、井下配备了小水泵，用以排除巷道积水,确保良好的劳动环境。9、采空区、井田边界均留设保安煤柱。三、该矿在开采时，必须做好水害分析预报，坚持预测预报,有掘必探、先探后掘、先治后采的探放水原则。探水或接近积水地区掘进前或排放被淹井巷的积水前，必须编制探放水设计，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）层厚度和硬度以及安全措施等在探放水设计中具体规定。下面是超前探放水的主要安全技术措施：1、探放水原则在接近采空区、含水层、水文地质复杂地段又情况不明时，必须进行探放水，做到“预测预报,有掘必探、先探后掘、先治后采”。在掘进工作面或其它地点发现有透水预兆(挂红、挂汗、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等异状时)，必须立即发出警报，撤出所有受水患威胁地点的人员。2、探水线的规定(1)井下探水时，必须从探水线开始，探水掘进。(2)探水线应根据积水区的位置、范围、水文地质条件及其资料的可靠程度，以及采空区、巷道受矿山压力的破坏情况等因素决定。(3)对矿井开采所造成的老空、老巷、水窝等积水区，如其边界位置准确，水压不超过1013KPa，探水线至积水区的最小距离：在煤层中不得少于30m，在岩层中不得少于20m；如虽有图纸资料，但不能确定积水区边界时，探水线至推断积水区边界的最小距离不得小于60m。(4)对有图纸资料可查的老空，探水线至老空边界的最小距离不得小于60m；对没有图纸资料可查的老窑，可根据已了解到的小窑开采最低水平，作为预测的可疑区，再由可疑区向外推100m作为探水线。3、探放水安全技术措施(1)探放水前，必须制定探放水安全技术措施及应急预案；(2)保证3台主水泵正常运行；(3)探放水期间停止生产，撤出与探放水无关人员；(4)探放水人员要熟悉避灾路线；(5)探放水作业严格按照作业规程、操作规程作业。(6)加强钻场附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和栏板。(7)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。(8)在打钻地点或附近安设专用电话。(9)测量和探放水人员必须亲临现场，依据设计，确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。(10)预计水压较大的地区，探水钻进之前，必须先安好孔口管和控制闸阀，进行耐压试验，达到设计承受的水压后，方准继续钻进。特别危险的地区，应有躲避场所，并规定避灾路线。(11)钻孔内水压过大时，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。(12)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，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员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。(13)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。老空积水区高于探放水点位置时，只准打钻孔探放水;探放水时，必须撤出探放水点以下部位受水害威胁区域内的所有人员。探放水孔必须打中老空水体，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他有害气体涌出时，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。如果瓦斯或其他有害气体浓度超过规程规定时，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。(14)钻孔放水前，必须估计水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量；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。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。探水钻孔布置：探水钻孔水平呈扇形布置，垂直方向向上仰10-15，每组布置3-5个钻孔。4、探放水设备根据矿井通风安全装备标准，井下探放水钻机，型号为MYZ-200，数量为3台，最大钻深200m，服务于全矿井。四、 井下排水井下主水泵房设于混合提升井井底，矿井涌水经主水泵房、管子道、混合提升井井筒敷设的排水管路排至地面沉淀池。本矿现有3台D85-456型离心水泵，该泵额定流量为85m3/h，一级扬程为45m，配用电机功率为110kW，经计算现有水泵及电机能力满足矿井兼并重组后排水需要。五、地表水防治1、防洪标准及防洪坝墙设计频率要求根据煤炭工业矿井设计规范以及矿井设计规模，汇水面积和地形地貌特征，本矿井工业场地内的井口、主要建筑物以及场地防洪坝墙，均按100a一遇的防洪标准采取防洪措施，并按300a一遇校核井口防洪标准。2、地形、地势及水系(1)地形、地势本区位于太行山南段西侧，属沁河水系。总观地貌形态为西北高东南低。最高点在井田西北角的山梁处，标高为1095.90m，最低点位于东部255号钻孔处的拐河河床，标高为780.30m，地形最大相对高差315.60m。地表经长期风化侵蚀，沟谷纵横交错，黄土梁峁连绵，地形十分复杂，属中低山地貌。(2)水系井田内河流不发育，主要有长河的支流拐河由西北向东南贯穿井田中部，其它大小沟谷平时基本无水，只有雨季时才有洪水向东南排入拐河，由于拐河上游建有沙沟水库，其截流作用使中下游水量减少，主要为附近各生产矿的井下排水及生活污水，天户煤业有限公司所排之水排进了井