重庆煤炭公司年产9万吨技改项目.doc

重庆市南川区吉兴煤炭有限责任公司年产9万吨技改项目联合试运转报告编制时间：二0一一年八月二十日重庆市南川区吉兴煤炭有限责任公司参加编制人员名单姓名专业职称或职务签字阳运林机电矿长李廷军通风与安全总工李 波采矿通防副总李洪伟机电机电矿长刘长江测量生技科长周光荣生产矿长李友明安全矿长李成华安全副矿长李晓明通维队长陈万华采煤队长王德明掘进队长吴功友机运队长 目 录前 言5第一章 井田开拓6第二章 开采方法7第三章 矿井通风10第一节 概况10第二节 矿井通风10第四章 瓦斯灾害防治16第一节 预防瓦斯爆炸措施16第二节 矿井瓦斯抽放18第五章 粉尘防治19第一节 井下防尘措施19第二节 预防煤尘爆炸措施20第三节 矿井地面生产系统防尘21第六章 矿井防灭火21第一节 概况21第二节 井下外因火灾防治及装备21第七章 矿井监控监测26第一节 概况26第二节 种类、数量及监测地点26第八章 提升、运输27第一节 提升27第二节 运输28第九章 供电、排水、通讯、压风30第一节 供电30第二节 排水32第三节 通讯33第四节 压风33第十章 紧急避险、人员定位、供水施救34第一节 紧急避险系统34第二节 人员定位系统34第三节 供水施救系统34第十一章 联合试运转情况35 第一节 联合试运转组织情况35第二节 联合试运转发现的问题及处理情况35 第三节 联合试运转结论36 重庆市南川区吉兴煤炭有限责任公司 年产9万吨技改项目联合试运转报告前 言南川区吉兴煤炭有限公司位于南川区城区北东80，距南川城区直距约29km，行政区划属重庆南川区水江镇青龙村二组。其前身原为涪陵地区五七煤矿，属150kt/a地方国有企业，始建于1968年7月。2000年3月改制组建成有限责任公司，属股份制企业。2007年资源整合规划生产能力为60kt/a，后调整规划为90kt/a。采用平硐+暗斜井开拓，开采标高为+1050m-600m水平。2000年企业破产改制时在+900m水平以上从事残煤回收，由于矿井资源储量丰富，为了有效开发煤炭资源，我矿根据相关法律法规和政策规定，从2008年开始，先后委托有资质单位完成矿井开采可行性研究报告、矿井开采初步设计、矿井开采安全专篇等的编制并经审批后，于2009年10月开工建设，经过一年多的建设，完成了设计的全部内容，我矿于2011年5月在取得矿井技改工程联合试运转方案批复后进行了试生产，在联合试运转过程中，我们对相关设备进行了调试，对各系统、各环节的运转情况进行了考察和调整，使其有效衔接，高效运转，通过3个多月的联合试运转，各系统、各环节达到了设计的要求，现将联合试运转的情况总结报告如下：各主要系统分项运行报告第一章 井田开拓一、开拓方式采用平硐+暗斜井开拓方式，暗斜井由主、副斜井、回风下山组成。主斜井安装绞车作主提升用，副斜井安装架空人车作人行下山用，回风下山作独立回风用。二、水平划分及开采顺序矿井在建井期间,利用原已布置巷道将860m煤炭资源采完；扩建设计根据煤层赋存情况以及开采技术条件，结合矿井开采标高，将矿井开采范围划分为750m和 600m 两个水平，750m水平划分为750m和805m两个阶段开采，600m水平划分为600m、650m和700m三个阶段开采；水平和阶段的开采顺序均为下行式。根据2008年12月的初步设计，将井田沿回风上山划分为双翼采区，后退式回采，上阶段回采，下阶段准备。在实际建设施工过程中，矿井+805m北翼遇到薄化带无法布置采煤工作面，只布置了一条半煤开切眼作为通风用。现矿井根据+860m开采的实际情况推断+805m南翼走向长约800米,北翼为薄化带，所以+805m实际为单翼开采，即+805m南翼采区采用区内后退式开采。三、主要巷道布置本矿开采K1煤层，直接底为铝土岩，老底为茅口灰岩。为了便于巷道维护，将轨道下山、人车下山、回风下山、水平运输大巷，区段回风巷、总回风上山、水仓、硐室等巷道布置在煤层底板茅口灰岩中，其余巷道（首采面回风巷、运输巷）因服务时间较短，均沿煤层布置。四、巷道断面及支护形式根据本矿9万吨/年的生产能力和技术装备、工艺水平等，主要运输大巷和所有岩石巷道均采用三心拱,由于这些巷道都布置在茅口灰岩中,其硬度系数为810,故实行裸体支护,在遇断层、裂隙、顶板破碎等压力较大时采用锚喷支护。采面回风巷、运输巷均为梯形巷道，采用9工字钢金属支架支护。五、回采巷道布置采面运输巷沿煤层走向布置在+805m标高，沿走向440m以平石门的方式与采区运输大巷贯穿，作为进入采面的主要通道，采面回风巷沿煤层走向布置在+860m标高，采面切割眼沿煤层倾斜方向布置。第二章 开采方法一、开采方法， 本矿井开采的K1煤层，其平均厚度为0.7m，倾角为2025，一般为22，属缓倾斜煤层，采用走向长壁采煤法。二、回采工艺及顶板管理1、工作面回采方式采用后退式回采。2、回采工艺采用放炮落煤，手镐清煤；3、装运方式采煤工作面内安装搪瓷溜槽实行溜煤至运输大巷直接装车，人力推车至+805m水平车场，再由暗主斜井提升至+900m水平运输大巷，8T或5T机车运至地面煤仓。4、顶板管理回采工作面采用全部垮落法管理顶板，支柱采用DW08型单体液压支柱和HDJA-800型金属绞接顶梁。JH4-8回柱绞车。支柱排距0.8m，柱距0.8m，四六排管理顶板。每天支护二排，回柱二排，支护密度1.56根/m2。最大控顶距4m，最小控顶距2.4.m。三、循环作业方式采用“四六”制作业，三班采煤，一班准备。四、巷道掘进及准备根据矿井设计生产能力，为保证矿井开拓、准备和回采工作面的正常接替，矿井配备四个掘进头，其中两个全岩巷掘进头，两个半煤巷掘进头。全岩巷掘进采用7655型风动凿岩机打眼，采用三级煤矿许用安全炸药及电雷管放炮，实行全断面一次爆破成巷，人工装运矸石，为裸体巷道，遇破碎带采用锚喷支护。半煤巷采用爆破作业，使用金属支架支护，厢距1.0m,金属支架采用矿用9工字钢制作。五、采掘布署结合矿井实际情况，采煤工作面平均可采倾斜长度约为136m,平均煤厚0.7m,每天回采三个循环，每循环采深0.8m,每天回采走向长2.4m，一月按25天计算,月推进60m。首采区首采面的月生产能力计算：Q1=Lbmrc式中：Q1采煤工作面月产量，kt/aL采煤工作面月推进度，60mb采煤工作面长度，136mm煤层平均厚度，0.7mr煤炭容重，1.45t/m3c工作面回采率，97%Q1=601360.71.4597%=8.03kt/月矿井掘进两条半煤巷工作面产煤计算：半煤巷掘进按“三八”制作业,实行“二掘一准备”，每班掘进巷道1.5m,一天掘进3.0m,每月按21天计算(已减除掘进碛头打抽放孔、封孔、本煤层预抽时间),掘进半煤巷见煤断面积为1.3,每天两个半煤巷同时掘进,月掘进煤量：Q2=nLS见煤断面rd式中Q2半煤巷掘进工作面月产量，kt/an每天半煤巷同时掘进个数，2个 L每个掘进头每天掘进总进尺，3mS见煤断面掘进半煤巷的见煤断面，1.3r煤炭容重，取1.45/m3d每月掘进的总天数,取21天Q2=23.01.31.4521=0.24 kt/月Q年=（Q1+ Q2）12=（8.03+0.24）12=99.24kt/月通过上式计算,本矿井达到年产90 kt/a的年产量。第三章 矿井通风第一节 概 况一、矿井瓦斯、煤尘爆炸、煤的自燃倾向性情况（一）矿井瓦斯2010年瓦斯等级鉴定结果：我矿为高瓦斯矿井。其绝对瓦斯涌出量3.7 m3/分，相对瓦斯涌出量24 m3/吨。（二）煤尘爆炸性2011年5月经重庆地质矿产研究院鉴定结果表明，我矿煤尘具有爆炸危险性。（三）煤的自燃发火倾向2011年5月经重庆地质矿产研究院鉴定结果表明，我矿煤层自燃发火倾向为III类，不易自燃发火。第二节 矿井通风一、通风方式和通风系统1、通风方式矿井采用中央并列抽出式通风方式。2、通风系统矿井由主平硐进风，新鲜风流从暗主斜井+805m运输巷工作面回风巷回风上山回风平硐引风道主扇风机抽出地面。二、风井数目、位置、服务范围及时间矿井共有两个安全出口，即主平硐、回风平硐，它们服务于矿井+600水平以上的开采。三、采掘工作面及硐室通风1、采掘工作面回采工作面采用U型通风方式，该方式结构简单、施工、维修量小，采场漏风量少，风流管理容易。掘进工作面通风采用机械压入式，配备有FBD5/25.5型局部通风机8台。2、硐室通风井下绞车硐室、水仓硐室、高压硐室等利用主扇负压通风。四、井下通风设施及构筑物布置为了保证矿井风流按拟定的路线流动，在井下有关地点设置了通风构筑物，设置情况如下：1、在+900m运输大巷与回风下山、总回风上山交汇口各设置两道连锁的正反向风门，确保正常通风或反风时风流短路。暗副斜井与+900m运输大巷交汇口设置两道连锁的正反向调节风门，确保人车运行和行人有足够风量。2、在+805m、+750m车场与回风下山交汇口各设置两道连锁的正反向风门；同时在+860m、+805m、+750m人行石门与人车下山交汇口各设置两道连锁的正反向风门；另外在+805m首采面与半煤巷掘进工作面分界处设有两道连锁的正反向调节风门，+805m1#回风石门处设置两道连锁的正反向风门。3、废弃巷道及时进行永久密闭。4、在主要进回风巷中均建立测风站，以便准确测定风量。五、安全避灾路线1、矿井安全出口设置及保证措施矿井共有主平硐、回风平硐两个安全出口，总回风上山设有行人台阶，主平硐与回风平硐两井口间距和高差均满足煤矿安全规程的规定。2、井下避灾路线严格按照避灾路线图执行。六、通风设备及反风1、矿井风量、负压和通风设备选型根据矿井通风需要，主扇风机选用两台FBCDZ-6-15/552型对旋防爆轴流式通风机，一台工作，一台备用。矿井主要扇风机风量为30601560 m3/分,负压8062145 Pa。2、通风机设置及要求主扇选用FBCDZ15/552型对旋防爆轴流式通风机（380V660 V、255kW隔爆电动机）两台作为矿井主要通风设备，这两套同等能力的通风装置为矿井正常通风、人员的生命安全提供了可靠的保障。当工作风机出现故障时，备用风机可在10min内及时投入运行；当矿井根据用风的要求，需要反风时通风机可以反转反风。为了保证通风机房供电电源的可靠性，两回高压电源分别引自七矿线和武供线不同母线段。一回电源停止供电时，另一回路能够保证通风机房全部负荷的运行。3、反风方式、反风系统及设施矿井反风方式为主扇风机反转反风，根据2010年度反风演习结果表明，反风时风量为969m3/min，反风量为正常供风量的52.6%，符合煤矿安全规程的规定。七、矿井风量、风压及等积孔 矿井总回风量1870m3/分、负压960 Pa、等积孔1.2m2 ，通风能力能满足我矿+750m水平的用风需要。当风量需要增大时，可以调整扇风机叶轮角度，增大风量。八、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力1、矿井通风方式及通风系统对矿安全的保证程度和措施矿井采用抽出式通风方式，此方式使井下风流处于负压状态，风量能满足各用风地点的需要，保证通风安全；当主扇因故停止运转时，打开风井井口防爆门，井下的风流压力提高可减少采空区瓦斯涌出量，对安全十分有利，漏风量小，通风管理较简单。2、矿井通风设备，主扇选用FBCDZ15/552型对旋防爆轴流式通风机（配380660V、255kW隔爆电动机）两台作为矿井通风设备，这两套同等能力的通风装置。最大通风风量可达3060m3/分，最高负压可达2145 Pa,经计算,完全具备满足年生产90Kt的能力。矿井采用中央并列式通风系统，符合该井田瓦斯含量由浅到深逐渐增大的规律。该通风系统不但可保证井下各用风地点正常通风，而且对抵御灾害具有很大的优越性：（1）通风线路较短，通风负压小，各井筒均作为安全出口，井下发生灾变时，人员可按避灾路线撤至地面，避灾线路较短。无论前期还是后期矿井安全出口均不少于两个。（2）矿井通风系统简单。井下发生灾变时，根据灾变地点的不同，可采用全矿井反风来控制灾害扩大。合理有效的反风系统可使矿井灾害减小到最低。3、矿井开拓、采掘布置、风井数目与井筒装备和设施对矿井安全的影响矿井采用平硐+暗斜井开拓方式，其中暗主、副斜井为进风巷，回风下山为专用回风巷，完全满足煤矿安全规程 “高瓦斯矿井必须设置至少1条专用回风巷”的要求。井下所有通风巷道中的风流速度均满足煤矿安全规程的规定。主要巷道和井底车场硐室均采用不燃性材料支护。矿井采掘工作面均采用独立通风，其进风和回风均不经过采空区或冒顶区，符合煤矿安全规程的规定。4、其它安全保证措施（1）矿井回采及掘进工作面局部通风的保证程度和措施矿井回采工作面采用独立通风。回采工作面是以其回风巷中瓦斯浓度不超过1%的标准来进行配风的。经计算，回采面配风量为300m3/分就能满足要求。实测配风量为380m3/分，回采面风速为2.26-3.76m/s，符合煤矿安全规程的规定。矿井掘进工作面均采用独立通风。掘进面是以其回风流中瓦斯浓度不超过1%的标准来进行配风的。掘进面采用局扇压入式供风，局扇吸入风量171260m3/min。经实测，各掘进工作面的风量符合煤矿安全规程的规定。（2）矿井风量与通风网络对安全的保证程度矿井最大进风量为1774m3/，按照设计所配备的矿井风量，经实测，各采掘进工作面的风量符合煤矿安全规程的规定，风量充足，能够满足矿井安全生产的需求。另外各井巷中的风流速度均符合煤矿安全规程的规定，通风网络稳定能保证矿井安全生产。（3）反风系统及其可靠性根据煤矿安全规程的规定“矿井主扇风机必须装有反风设施，必须能在10min内改变矿井风流方向。反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习。”我矿是轴流式通风机，主扇反转就可实现反风，不需要设反风道，故反风时漏风少，效率高。在矿井负压最大地点风井安全出口内设置两道双向风门，以满足反风需要。（4）风井防爆门风井井口设有防爆门，当井下发生爆炸时，其冲击波直接将防爆门冲开，对风机起保护作用，当主扇因故停止运转期间，防爆门及双向风门按规定打开，利用自然风压通风。风机房配有测定主扇通风性能参数的各种仪器仪表，按规定对主扇运行工况进行测定和调节。第四章 瓦斯灾害防治 第一节 预防瓦斯爆炸的措施为了预防瓦斯事故的发生，我矿采取如下预防瓦斯爆炸的措施：1、井下设置专用回风上山和总回风巷，采掘工作面均按瓦斯涌出量进行配风，特别是加强通风瓦斯管理,瓦斯抽放等综合措施。确保采掘工作面风流中瓦斯浓度符合煤矿安全规程的规定。2、准确地确定矿井瓦斯涌出量，确保矿井安全生产。我矿对矿井瓦斯涌出量进行实测，已达到准确确定矿井瓦斯涌出量的目的，并在此基础上，制定相应的防治瓦斯爆炸措施，更好地保证矿井安全生产。3、防止生产过程中瓦斯浓度超限,通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法，矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合煤矿安全规程要求。我们已建立完善了瓦斯检查制度，所有采掘工作面每班至少应检查三次，各采掘工作面配专职瓦检员专门检查瓦斯。采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯，特别是回采工作面上隅角等地点，应加强检测与处理。废弃的巷道及时封闭。4、防止瓦斯引燃：严格控制和加强管理作业过程中可能引火的热源。井下电气设备搬迁或检修前，必须切断电源，检查瓦斯，巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验；确认无电后，方可进行导体对地放电。井下选用的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。井下普通型携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度1.0%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。5、瓦斯安全监测系统：在总回风上山、采掘工作面以及与其相连接的回风巷道中设置瓦斯传感器，监测风流中的瓦斯动态，并将监测的信息及时传送到地面安全监测系统控制室。在采掘工作面等瓦斯涌出量较大的工作地点均设置有瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时，能够自动报警并切断电源，并将信息反馈到地面监测系统控制室。此外，井下电钳工、班组长、安全员、瓦检员、科队干部、矿级带班干部均配备有便携式报警仪。6、防止瓦斯灾害事故扩大：回风平硐井口设置防爆门，以防止冲击波毁坏风机。7、防止瓦斯引燃措施在矿井井下及井口房、主扇风机房周围20m以内严禁明火；井下放炮必须使用煤矿安全许可炸药。8、井下电气设备防爆措施井下机电硐室6kV高压开关选用PJG49-6新型防爆高压开关，低压馈电总开关和分开关均选用KJZ型矿用隔爆真空馈电开关，变压器选用KBSG矿用隔爆型干式变压器，其它配电点变配电及控制设备均为矿用隔爆型。由于本矿井为高瓦斯矿井，按煤矿安全规程要求，对掘进工作面的局部通风机采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电，并在掘进工作面配电点设置了风电瓦斯闭锁开关，以实现风电、瓦斯电闭锁功能。井下配电网路均设有过流、短路保护装置；井下动力变压器的高压控制设备设有短路、过负荷、接地和欠压释放保护，为移动变压器馈电的高压开关柜装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置；低压馈出回路均装设有带选择性漏电保护的装置，能自动切断漏电的馈电线路；40kW及以上的电动机均选用QBZ系列矿用隔爆型真空磁力起动器控制，井下所有电机控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电锁保护及远程控制功能。总之，矿井在生产过程中，要对瓦斯引起足够的重视，严格执行煤矿安全规程之规定，采取一切必要的预防措施，避免灾害事故的发生。第二节 矿井瓦斯抽放根据重庆市南川区吉兴煤炭有限责任公司瓦斯抽放设计，已建成了地面固定抽放系统。1、抽放设备：选用山东博山真空泵厂有限公司生产的2BEA-303型水环式真空泵2台，抽放流量25m3/min，电机功率90KW，极限压力3300Pa,能满足我矿抽放需要。2、抽放管网的设置：主管网200mmPVC管与两台固定抽放泵并联，经回风平硐、总回风上山、回风下山至+805水平和+750水平，各半煤巷工作面和采煤工作面的抽放管网采用108mm的PVC管与之连结。 3、抽放方法：按初步设计编制的抽放设计采用顺层钻孔预抽的方法。4、钻孔布置方式：采面抽放采用采面运输巷布置钻场，沿煤层倾斜方向布置钻孔，水平间距为3-5米,孔深为工作面长度的3/4；半煤巷掘进头采用碛头打孔预抽，控制巷道上轮廓线20m，下轮廓线10米,抽放孔深60米。5、施钻设备选用重庆煤研所生产的ZYG-150型、ZD-620型钻机各一台。6、封孔工艺采用机械封孔，封孔长度为5.08.0米。7、抽放检测仪器：在抽放泵上安设有自动监测的瓦斯流量计、负压传感器、压力传感器、温度传感器等，同时也配置了WGC瓦斯抽放管道气体参数测定仪和高浓度瓦检仪。第五章 粉尘防治第一节 井下防尘措施井下主要产生粉尘的地点有：采掘工作面、运煤系统装载、转载点以及运输巷等。为了保证职工的身体健康，降低职业病的发生率，给职工创造一个良好的工作环境，我矿严格按照设计要求采取了以下防尘、降尘措施：1、湿式作业：在建井和矿井生产过程中，岩巷掘进时采用湿式钻眼，装岩时洒水降尘。采煤工作面安装有内外喷雾装置。2、个体防护：所有接触粉尘作业人员均配备防尘口罩。3、井下设防尘洒水管网系统，水源取自井下涌水，由+900m高位水池（90m3）供水，在容易产生粉尘的集中点，如装载点、转载点、采煤工作面回风巷设置水幕除尘；井下巷道定期清扫、冲洗、防止煤尘积聚。4、井下所有矿车应保持完好，防止漏煤。第二节 预防煤尘爆炸措施由于我矿煤尘具有爆炸危险性，特采取了以下预防煤尘爆炸措施:1、对采掘工作面进行喷雾洒水。2、半煤巷掘进工作面采用冲刷巷帮等防尘措施。3、煤炭装载、转载地点配备喷雾洒水，保持喷雾洒水系统的完好性。4、对回风巷道、煤炭装载、转载点等进行定期人工清扫，并将堆积的煤尘和浮煤及时清除。5、加强通风管理，控制巷道风速，防止煤尘飞扬。6、采取有效措施防止引燃煤尘，杜绝火源，严格控制生产中可能发生的热源。7、按照煤矿安全规程的规定安装了隔爆水袋。通过采取上述措施，可有效地防止煤尘产生，降低粉尘浓度，防止煤尘爆炸。第三节 矿井地面生产系统防尘原煤在转运过程中会产生大量的粉尘，为了防止粉尘污染工作环境，保障职工的身体健康，在煤仓卸车点、选矸点、皮带运输机受煤点、煤仓装车点进行洒水降尘，净化作业环境。第六章 矿井防灭火第一节 概 况一、煤的自燃倾向性类别根据检测结果表明，我矿开采的K1煤层自燃发火倾向为III类，不易自燃发火。二、采用的防灭火措施1、井下各有关机电硐室通道均设有既防火又防水的两用门，并配有足够数量的灭火器，沙箱或沙袋等灭火装置。2、各硐室及巷道采用不燃材料支护。第二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、井下机电设备硐室防火措施（1）轨道下山绞车硐室、水泵房、机电硐室均布置在灰岩中，围岩坚固稳定。硐室底板水平高出邻近巷道0.5m，并在硐室两侧设水沟。（2）井下机电硐室均采用不燃性材料支护。（3）井下机电硐室均安装有防火门。（4）井下机电硐室配有足够数量的灭火器，沙箱或沙袋等灭火装置。（5）电气设备着火时，首先切断电源，在切断电源前，只准用不导电的灭火器材进行灭火。（6）井下机电硐室在灭火过程中，应采取防止瓦斯和人员中毒的安全措施。2、井下电气设备的防火措施井下机电硐室内选用PJG49-6型防爆高压开关，低压馈电总开关和分开关均选用KJZ型矿用隔爆真空馈电开关，变压器选用KBSG型矿用隔爆干式变压器。其它配电点变配电及控制设备均为矿用隔爆型。井下供配电电压等级为：6/0.66/0.127kV/0.036Kv，井下变压器中性点不接地。为防止地面雷电波侵入井下，由地面直接入井的轨道及各种露天架空引入（出）的管路等，在井口附近将金属体进行不少于2处的良好的集中接地并安装了绝缘管、轨；通信线路在入井处装设熔断器和防雷电装置。3、井下电缆的选择、敷设、连接根据负荷大小及井筒情况，经计算选用二回MYJV226kV，350mm2型煤矿用阻燃钢带铠装交联聚乙烯绝缘电力电缆下井，经主平硐井筒及暗副斜井敷设至+900及+750变电硐室，送电距离3.25km。当任一回路电缆停止送电时，另一回路仍能保证矿井井下的负荷用电。井下非固定敷设的高低压电缆，均采用符合MT818标准的橡套软电缆。井下变电所至各配电点的电缆和井下660V用电设备的电源电缆选用MY型矿用橡套电缆，照明电缆选用MU1000型橡套软电缆。上述电缆主芯线截面均根据负荷大小要求选择，并校验设备的正常压降及起动压降，一律采用铜芯电缆。井下水平巷道或倾角在30以下的井巷中，除手持式或移动式设备的电缆外，其它电缆均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；高低压电缆敷设在巷道同一侧时，高压、低压电缆之间的距离大于100mm，高压电缆之间、低压电缆之间的距离大于50mm。井下电力电缆需要连接的地方均用隔爆接线盒连接。4、井下电气设备的各种保护在井下各机电硐室附近设局部接地极。其它各配电点及高压动力电缆的金属连接装置处均设局部接地极。所有局部接地极和电气设备的保护接地装置均可靠联接，形成井下总接地网。接地网上任一点所测得的接地电阻均不应超过2。井下动力变压器的高压控制设备设有短路、过负荷、接地和欠压释放保护，为移动变压器馈电的高压开关柜装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置；低压馈出回路均装设选择性检漏保护装置，能自动切断漏电的馈电线路。40kW及以上的电动机均选用QBZ系列矿用隔爆型真空磁力起动器控制。井下所有电机控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护及远程控制功能。5、井下电气设备的检查、维护、修理和调整电气设备的检查、维护和调整，必须由电气维修工进行。井下电气设备防爆性能遭破坏的，必须立即处理或更换，严禁继续使用。电气维修工在现场操作过程中，严格按照煤矿安全规程的规定执行。二、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（1）矿井地面矸石排放场地位于地面荒沟内，远离井口，井下矸石、锅炉房炉渣均集中运至矸石排放场，采用自然堆放法处理，不会发生矸石山自燃现象。且矸石排放场远离进风井筒井口，不会对井下生产造成威胁。（2）地面木料场位于主平硐工业广场内，距井口60m，若木料场发生火灾，不会涉及到井下。（3）主平硐采用不燃性材料支护，并设有防火门，这些设施均可阻止地面明火入井。（4）在平硐工业广场库房设有消防材料库，建筑面积30m2，库房内按规定配备了消防器材。2、防止地面雷电波及井下为了防止地面雷电波及井下引起瓦斯、煤尘以及火的灾害，采取如下：（1）由地面直接入井的轨道，露天架空引入（出）的管路，都在井口附近将金属体进行不少于两处的可靠接地，接地极的电阻不大于5；两接地极的距离大于20m；并安装了绝缘管、轨。（3）通讯线路在入井处装设熔断器和避雷器，接地极电阻不大于1。四、井下消防洒水系统将处理净化后的井下水经+900m运输大巷加压送到工业场地的高位水池，以树枝状供水管网向各用水点供水。经管网静压供浴室、锅炉、食堂、宿舍、机修、办公室等用水和地面储煤场洒水及地面消防用水；井下消防洒水系统采用枝状管网静压供水的方式，经回风下山送到各消防洒水点。在各装载、转载点均设有洒水器，在掘进头设置喷雾器。在井下所有的主要进、回风巷、上下山和掘进巷道的消防洒水管路上每隔100m安一个三通，装有DN15截止阀一个，供清洗巷道用水。井下消防洒水管道采用无缝钢管，管径DN50mm者，采用快速接头，管径DN50mm者采用丝扣连接。五、井下防火构筑物1、井下机电硐室、水泵房设有防火栅栏两用门。2、各硐室内备有灭火器材，其数量、规格可满足矿井生产的需要。第七章 矿井监测监控第一节 概况 我矿为高瓦斯矿井,为确保安全生产,根据煤矿安全规程规定,结合本矿瓦斯等级、开拓方式、采掘工作面的布置情况,在井下、地面设置安全监控系统。矿井安全监测监控系统采用先进的计算机技术、程控调度通讯技术和光纤传输技术于一体的煤科院重庆分院生产的KJ90型煤矿安全监测系统.该系统由地面监控总站,井下、地面分站,传输电缆三部分组成,能将井下、地面传感器采集的各类数据传输到总站的监控主机,通过打印机、显示器等设备将监测过程及结果反应出来。第二节 种类、数量及监测地点一、种类我矿监控设备的种类有:主机、分站、高低浓度瓦斯传感器、设备开停传感器、负压传感器、风门开关传感器、风速传感器、温度传感器、压力传感器、馈电/断电传感器、流量传感器、远程断电仪等。二、数量及监测地点1、KJ90A主机两台(一台运行、一台备用)安装在地面调度室,有专职监测工每天24h值班。2、KDF-3分站4台,有3台在井下监测瓦斯、设备开停状况、风门开关状况、瓦斯超限断电等,一台在地面监测主扇风机和地面固定抽放系统。3、KG9701低浓度瓦斯传感器16台,KGJ27A高浓度瓦斯传感器2台，低浓度传感器用于采煤工作面、半煤巷掘进工作面、岩巷掘进工作面、总回风巷、硐室的瓦斯监测监控；高浓度传感器用于地面固定抽放泵站管道的瓦斯监测监控。4、GT-L(A)设备开停传感器13台，分别用于监测井下局部通风机、瓦斯抽放泵站、自动排水、主扇风机等设备的开停情况。5、GP80负压传感器3台，主要监测井下风压。6、CML(A)风门开关传感器8台，对井下所有风门的开闭情况全部进行了监测。7、KGF15风速传感器2台、GWD100温度传感器3台、KDD-1型远程断电仪6台，分别用于监测进回风巷的风速、井下及瓦斯抽放管道的温度、井下采掘工作面电气设备在瓦斯超限时的断电。8、GF5F(A)压力传感器和流量传感器2台，主要监测井下瓦斯抽放负压和流量。第八章 提升、运输第一节 提 升+900水平暗主斜井为矿井主提升巷，担负矿井煤、矸、材料的提升，采用了斜井单道串车提升，人工摘钩。斜井长410m，倾角23，辅单轨道、轨型15公斤/ 米，安装使用了与绞车深度指示器联动的、常闭的上下挡车栏，阻车器和地托辊齐全；绞车型号为JTKB-1.21.0，主电机功率75千瓦，电压660伏，最大提升速度2米/秒；提升钢丝绳67-21. 5，强度170千克力/毫米2；提升容器为MG1.1-6B型固定式矿车或MC1-6B型材料车和MP1-6A型平板车;串车数为煤车4个或矸石车3个或材料车3个.通过试运转测定,主提升系统的过卷、过载、漏电闭锁等安全保护装置灵敏可靠；声光信号符合安全生产的需要；阻车器、挡车栏灵活可靠；一次循环提升用时间最多10分钟，一次循环最少可提升4吨，年提升量为：3班/天6小时/班（10/60小时/循环）4吨/循环330天/年14.2万吨/年以上说明主提升系统达到了设计要求。通过试运转测定，符合煤矿安全规程的相关规定，工作可靠，每天最多运转4个小时就能满足安全生产的需要，达到了设计要求。为了确保提升系统畅通，矿制定了从操作人员、电钳工到各级机电运输管理人员对提升系统的检查维修规定，对安全保护装置进行检查试验的规定，并严格执行，使提升系统经常处于完好状态，保证了安全生产对提升系统的需要。第二节 运 输一、人员运输1、地面工业广场至+900水平主井上部汇车场用平巷人车运人，8吨或5吨蓄电池机车运输。平巷人车型号为PRC12-6/3，每台座位12个，共有4台，最大行驶速度3米/秒；5吨机车型号为CDXT-5型两台，XK-8-6-114-KBT一台，轨道型号为22公斤/米，长度2.7千米.+900水平暗副斜井至+750水平用架空人车运人,架空人车型号为RJY30-23/435,为全自动无人值守型人车。2、物料运输地面工业广场至+900水平主井上部汇车场用两台蓄电池机车运输，车辆用MG1.1-6B型矿车或MC1-6B型材料车,8吨机车串车数38个，5吨机车串车数20个,正常情况下每循环最多用1小时,每循环运输量58吨,年运输量为:3班/天6小时/班1循环/小时58吨/循环330天/年34.5万吨/年+805水平井底车场至+805大巷采用人力推车运输: 车辆用MG1.1-6B型矿车, 每循环车数10个,轨道型号为15公斤/米,最远长度800米,正常情况下每循环最多用0.5小时,每循环运输量10吨,年运输量为:3班/天6小时/班2循环/小时10吨/循环330天/年11.9万吨/年3、试运转情况制定了大巷运输管理、运输设备设施检查维修等制度，规范了运输系统的检查、维修、操作使用行为，并严格督促落实。杜绝了非平巷人车运人的行为。对乘坐人车人员进行了培训，做到乘人必知。运输巷的路标、警标按规定设置和维护。试运转时运输系统循环有序、效率高、安全可靠，达到了设计要求。第九章 供电、排水、通讯、压风第一节 供 电矿井一回电源来自綦南供电局五七变电站10千伏七矿线，线路规格为LGJ-370，长0.2千米；二回电源来自武隆供电局白云变电站10千伏武供线，线路规格为LGJ-370，长4.3千米；双回电源取自不同变电站母线段上。矿井地面变电所的接户端安装了双回电源互闭AH控制柜，按规定安装了氧化锌避雷器和接地装置。地面变电所安装了两台S11-M-315千伏安、10千伏/6.3千伏变压器，作为矿井主变，一台工作、一台备用，中性点一律不接地。6千伏一路经S9-M -200千伏安、6千伏/0.4千伏型变压器后供地面生产和生活用电；10千伏七矿线经中平硐S9-M -200千伏安、10千伏/0.4千伏型变压器后作为矿井主扇和固定抽放的一回电源；10千伏武供线经中平硐S9-M-200千伏安、10千伏/0.4千伏变压器后作为矿井主扇和固定抽放的二回电源；井下 6千伏两回路经两趟2.7千米MYJV22-350型电缆送到+900水平变电硐室,然后再经两趟MYJV22-335型电缆分别送到+750水平变电硐室;+900水平变电硐室设KBSG-200、6千伏/0.69千伏型变压器两台,对主提升绞车、暗副斜井架空人车提供660伏电源;+750水平变电硐室设KBSG-200、6千伏/0.69千伏型变压器两台,对采掘、排水提供660伏动力电源；安设KBSG-50、6千伏/0.69千伏型变压器一台,对井下局扇进行专门供电；+750水平变电硐室提供6千伏矿井双回电源、双主变、双回入井电源、井下各变压器、水泵电源都可以通过相关控制设备的转换得到两回路电源，并设置有防止误操作的机械电气联锁装置。井下高压开关一律选用各种保护装置齐全的、先进的PJG49-6型，井下全部使用KBSG型无油变压器，660伏低压馈电开关使用先进的、带选择性漏电保护的真空馈电开关，40千瓦以上的电动机一律使用真空电磁起动器控制，使用照明综保作为井下照明信号和煤电钻的电源装置，井下电器设备安全标志齐全且符合国家的相关规定。矿井高低压供电设备按规定设置齐全，并严格按规定进行了检查、维修、调试、整定，保证矿井供电安全、可靠。过流保护、漏电保护、保护接地严格按规定设置，并定期检查调试；风电闭锁、瓦斯电闭锁按规定设置齐全，并定期核实和检修，保证完好和正常使用；井下电器设备防爆检查实行定人、定期、定监督人员的办法，杜绝失爆现象；对供电系统按种类分别进行班检、日检、周检、月检和小修、中修、大修的规定，并严格执行。通过以上工作，我矿供电系统试运转至今，运行良好，对全矿安全生产提供了强有力的供电保障，达到了设计要求。第二节 排 水矿井正常涌水量为30米3/小时，最大涌水量为50米3/小时，在+750水平井底车场附近设置了主、副水仓和水泵硐室，排水管道经管子道、暗副斜井排至+900水平大巷水沟，然后自行流到井外。相关数据如下：主水仓标高+745米，容积760立方米；副水仓标高+745米，容积432立方米；水泵型号D85-455、额定排量85米3/小时、额定扬程225米，配用电机90千瓦、额定电压0.66千伏，水泵和电机数量三套（一套工作、一套备用、一套检修）；水泵硐室入口安装了向外开的防水、防火门，水泵硐室进、出口均安装了钎子门；排水管路2趟（一趟工作、一趟备用）并能保证任一台水泵都能与2趟管路联通或隔断，排水管规格1009、单趟长450米；水泵吸水井与主、副水仓之间都安装了大闸阀。通过对水泵逐台运转和联合排水试运转，排水系统符合煤矿安全规程的相关规定和设计要求，运转稳定可靠。每班由井下值班电钳工检查一次排水设备。经测定，单台水泵排水时，排水量为80米3/小时，两泵两管路同时排水时，排水量为162米3/小时。经统计，我矿一台水泵运转89