中柱煤矿联合试运转.doc

六枝特区中柱煤矿联合试运转方案 目 录前 言2第一章 矿井运转的系统、范围和期限4第一节 矿井交通及地理位置4第二节 地形地貌及气象6第三节 矿区水源、电源及通讯情况7第四节 地质构造及煤层特征9第五节 其它开采技术条件13 第六节 煤类、煤质与煤的用途14第七节 井田勘探程度及资源储量15第八节 矿井开采4第九节 矿井通风17第十节 矿井安全综述22第二章 联合试运转的测试项目、方法、机构和人员24第一节 运输系统24第二节 采掘系统24第三节 机 电24第四节 通风系统25第五节 排水系统26第六节 测试机构的人员组成26第三章 联合试运转的预期目标和效果27第四章 联合试运转期间的产量计划与劳动组织28第一节 11021回采工作面28第二节 劳动组织28第五章 应急预案与安全措施29第一节 成立应急救援组织机构29第二节 事故应急预案的适用范围33 第三节 事故应急救援组织机构及职责分工47 第四节 事故报告程序48第五节 事故报告应采取的行动和措施49第六节 事故报告及联系方式50第七节 保障应急救援预案的贯彻执行和措施50第八节 与相关应急预案的衔接关系51第九节 应急预案编制、管理的措施和要求51附件：1、贵州省国土资源厅2008年7月颁发的六枝特区中柱煤矿采矿许可证(复印件)，证号为5200000830684；六枝特区中柱煤业有限公司营业执照（复印件），税务登记证（复印件）；2、贵州省煤炭管理局文件（黔煤规字2007475号）关于对六枝特区中柱煤矿（整合）开采方案设计的批复及贵州省煤炭工业协会文件六枝特区中柱煤矿（整合）开采方案设计专家组评估综合意见。3、贵州煤矿安全监察局水城监察分局文件，黔煤安监水字【2008】200号文件关于六枝特区中柱煤业有限公司安全专篇的审查意见（含专家评审意见）；4、主要管理人员及特种作业人员相关证件（复印件）。前 言六枝特区中柱煤矿为一整合矿井，由原来的大煤洞煤矿（3万t/a）与洒米陇煤矿（3万T/a）整合而成，整合后为现在的中柱煤矿（15万T/a），该矿法人为原大煤洞煤矿法人（胡中柱）。该矿井2007年8月已委托贵州省煤矿设计研究院编制了六枝特区中柱（整合）开采方案和六枝特区中柱（整合）安全专篇，于2008年通过审查并取得开采方案和安全专篇批复文件。矿井整合设计生产能力：15万T/a，斜井开拓。矿井开工以后，发现原设计时提供的原洒米陇煤矿开采现状与实际不符，导致设计对矿井的首采区划分不合理，投产时间较长，影响了矿井的建设周期及投资效益。因此，六枝特区中柱煤矿于2009年6月又委托贵州硕翊矿山科技有限责任公司作六枝特区中柱煤矿开采方案(变更)设计。并于2008年7月由贵州省国土资源厅组织专家评审通过，2008年7月获得贵州省国土资源厅颁发采矿许可证。我矿于2007年8月由贵州省煤矿设计研究院编制完成六枝特区中柱煤矿（整合）开采方案设计说明书，设计生产能力15万吨/年，并报六盘水市局组织专家审批通过，见（贵州省煤炭管理局文件：关于对六枝特区中柱煤矿（整合）开采方案设计的批复（黔煤规字2007475号）。于2007年8月委托贵州省煤矿设计研究院编制完成了安全专篇的设计（2010年5月又由贵州硕翊矿山科技有限责任公司对安全专篇进行了变更设计）。经上级主管部门同意于2007年9月开始动工建设,经过全矿上下职工的共同努力和工程技术管理人员的指导下，按开采方案设计和安全专篇组织施工，严格工程质量关。根据矿井建设项目的工程大小按计划定时间、定人员分项落实和施工。2010年12月矿井施工建设工程和安全设施、设备安装工作已基本结束，矿井五大生产系统齐备，机构管理制度健全，人员培训、持证上岗等工作就绪，已基本具备矿井联合试运转生产条件。根据我矿各项建设施工的实际情况，由煤矿组织各生产部门负责编制联合试运转方案。第一章 矿井运转的系统、范围和期限六枝特区中柱煤矿设计生产能力为15万吨年，开采方案设计和安全专篇均由贵州省煤矿研究设计院设计。六枝特区中柱煤矿从2007年9月开始按开采方案设计和安全专篇进行矿井的施工建设工作，矿建工程现已竣工，准备进行对煤矿五大生产系统申请联合试运转工作。试运转期间主要对全矿井的生产系统（采掘、通风、排水、运输、机电等的几大煤矿生产系统）进行联合运转生产情况的试验，来测定煤矿在正式投产后是否能满足设计生产能力和安全生产的需要，特制定本方案计划进行实施，联合试运转期限为三至六个月（38月）。第一节 矿井交通及地理位置1、地理概况中柱煤矿隶属六枝特区郎岱镇管辖。矿区位于六枝特区城区南西240，距离23.2公里，矿区经郎岱至水（城）黄（果树）高等级公路12公里，交通较方便，详见图211。根据贵州省国土资源厅2008年7月颁发了六枝特区中柱煤矿“采矿许可证”（副本）证号：5200000830648划定的矿界，有效期为10年（自2008年7月2018年7月），其地理坐标：东经10515571051648，北纬260618260703。矿区范围由4个拐点圈定，矿界东西长约1424m，南北宽约1361m，矿区面积0.7602km2，开采深度为1607m1300m标高。六枝特区中柱煤矿图211 矿井交通位置图第二节 地形地貌及气象条件（1）地形地貌矿区属构造剥蚀山地地貌，呈单面山。地势总体西高东低，夜郎组地层分布地段地形较陡，煤系地层分布地段地形较缓，村寨居民主要分布于这一带。海拔最高为1812m，最低为1545m，相对高差约267 m。近北东南西向的冲沟发育，山脊与沟谷呈带状展布，植被发育。矿区内的最低海拔1545m，为矿区最低侵蚀基准面。矿区内除了洒米陇有较集中的民房外，其余均为零星住户，本矿与洒米陇居民已有搬迁协议。（2）气候条件矿区内气候属亚热带温凉季风气候，气候温和，降水丰富，湿度大，年相对湿度为78%，日照少，东南风多，并有冰雹、暴雨等灾害天气。根据气象观测资料，区内年平均降水量为1482.3mm，每年降水分布不均，69月为雨季，月平均降水量在150mm以上，雨季降水量占全年降水量的77%：11月次年3月为枯水季节，月平均降水量小于40mm，枯水季节降水量仅占年降水量的10%。年平均降大雨至暴雨1215天，日最大降水量达194.0mm。最高气温34.1，最低气温-5.5，冰冻期为每年12月、元月,年平均蒸发量为1083.6mm。（3）水系及主要河流矿区属于珠江水系,溪沟均为山区雨源型，流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小，流水主要受大气降水控制。（4）人文状况人口、土地六枝特区辖15个乡、9个少数民族乡、5个镇，25个居民委员会、220个村民委员会，截至2004年末全区总人口64.17万人，其中少数民族人口19.59万人，住有汉、苗、彝、布依、仫佬、回族等。全区耕地面积6.78万公顷，以旱地为主，林地2.65万公顷，草地面积5.59万公顷。物产农作物有玉米、水稻、小麦等；经济作物有油菜、烤烟、茶叶、甘蔗等；畜牧养殖业有牛、羊、马、鸡、猪等；水产养殖业有鲤鱼、草鱼等。（5）环境状况区内工业以煤炭工业为主，小煤矿较多。煤矿井下水、工业污废水及居民生活污水的排放，已使区内河水质受到一定程度的污染。（6）地震烈度根据建筑抗震设计规范（GB500112001），本区地震基本烈度为6度。第三节 矿区水源、电源及通讯情况1、交通运输条件中柱煤矿距六枝特区人民政府23.2公里，矿区经郎岱至水（城）黄（果树）高等级公路12公里，交通较方便。2、电源条件中柱煤矿位于六枝特区南部郎岱乡，煤矿附近有郎岱35kV变电所，一回35kV电源引自平寨110kV变。目前供电电源引自附近10kV农网，供电质量和可靠性均不能满足煤矿安全生产要求。根据贵州电力设计院2006年4月编制的贵州电网公司“十一五”煤矿供电规划，为解决六枝特区南部煤矿生产安全，原计划于2007年在郎岱建郎岱110kV变（250MVA），2008年建成投运，作为中寨片区、郎岱片区及黑拉嘎等煤矿生产电源，两回110kV线路引自六枝220kV变，并规划由郎岱110kV变出一回35kV电源作为郎岱35kV变的第二回电源。矿井将形成双回路供电电源，能满足矿井供电需求。本矿的开发建设在供电上是有可靠保证的。根据中柱煤矿的地理位置，郎岱35kV变电所可作为本矿的供电电源，由郎岱35kV变电所的两段10kV母线分别引10kV供电线路至本矿，矿井开发在电力上是有保障的。3、水源条件经现场调查了解，该矿井范围内水系不甚发育，主要水源有：（1）泉水位于该矿井工业场地主斜井井口西北面水平直线距离约210m处（出水标高1615.00）,可至工业场地内生活水源净化站(地面标高1582.00)。经现场了解和监测，该泉水流量约10L/S，应及时做好该泉水雨季水质和枯季流量监测资料，为下步工作提供可靠得设计依据。泉水经净化、消毒后，可做矿井生活、消防用水水源。（2）井下水根据相关专业资料，该矿井井下正常排水量为80m3/h，最大排水量为240m3/h，经混凝沉淀处理消毒后，主要作该矿井井下生产用水水源，不足部分井下生产用水由该矿井生活用水水源（泉水）补给。4、其他建设条件（1）建材供应条件矿井建设木材需从区外调入外，钢材、水泥可从六枝特区调入，其他建材如砖瓦、砂石等可就地解决。（2）环境条件区内工业以煤炭工业为主，小煤矿较多。煤矿井下水、工业污废水及居民生活污水的排放，已使区内水质受到一定程度的污染。由于地处云贵高原山区农村，矿井工业场地相对开阔，就近无环境特殊敏感点，矿井开采后地表不会产生连续变形。另外，工程投产后的主要废水为井下污水；废气主要为燃煤锅炉烟气及生产性粉尘；固体废弃物主要为矿井矸石；噪声主要为矿井及选煤厂的设备噪声，这些污染属一般性污染，在设计中均考虑采取一定的治理措施加以防治，所以，本工程建设及今后的生产不会给环境带来大的污染。第四节 地质构造及煤层特征1、地质构造及煤层1）地层及地质构造（1）地层矿区内出露地层有：第四系（Q）、三叠系下统永宁镇组（T1yn）、夜郎组（T1y）、二叠系上统龙潭组（P3l）、二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3）和二叠系中统茅口组（P2m）。现由新到老分述于下：A、第四系（Q）矿区内大部分地为风化残积、坡积物覆盖，低洼处和沟谷中有洪积和冲积物堆积。厚度015米，一般厚5米左右。B、三叠系下统永宁镇组（T1yn）蠕虫状泥灰岩，灰色石灰岩，中厚层状，缝合线发育，黄绿色、灰色钙质泥岩，薄层状，中夹薄至厚层状石灰岩及泥灰岩，浅灰色石灰岩，中厚层状底部夹泥灰岩及钙质泥岩。厚543.57米左右。C、三叠系下统夜郎组（T1y）泥灰岩及钙质泥岩互层，厚层状鲕状石灰岩，紫色钙质粉砂岩，灰至浅灰色鲕状石灰岩，中部夹灰色粉砂岩、紫色钙质泥岩、浅灰绿灰粉砂岩夹数层薄石灰岩。厚521.70米左右。D、二叠系上统龙潭组（P3l）本矿区主要含煤地层，以灰至深灰色中细粒砂岩、粉砂岩为主，夹砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、粘土泥岩、薄层石灰岩及泥灰岩，含煤32层，矿区内可采及局部可采煤层8层。厚412.70米左右。E、二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3）灰绿褐色块状，细晶结构，具气孔及杏仁状构造，顶部为黄紫色凝灰岩。厚度40.90米左右。F、二叠系中统茅口组（P2m）矿区内出露不全，主要为浅灰色细晶质厚层状石灰岩，盛产蜒蝌化石。厚度不详。（2）地质构造矿区位于普郎煤田归宗井田中部，地层走向北西南东，倾向北东，倾角5661,属倾斜急倾斜构造。矿区内断层较发育，在矿界北部见10斜交逆断层、矿界中南部见F9斜交逆断层，矿界中部还有一断隐伏断层。F9：斜交逆断层，走向北东55,倾向东，倾角80，相对错动方向为北东盘向南西推移，切割地层为玄武岩组至夜郎组一段，地表最大水平位移60米，距16、17-1号煤层16米。F10：斜交逆断层，走向北东20,倾向南西，倾角80，相对错动方向北盘向北推移，切割地层为龙潭组至夜郎组一段，地表最大位移45米。F*：隐伏正断层，仅03号钻孔7号煤层断缺。矿区构造复杂程度属简单类型。2）煤层矿区龙潭组厚约412.70米左右，主要以灰至深灰色中细粒砂岩、粉砂岩为主，夹砂质泥岩、泥岩，炭质泥岩、粘土泥岩、薄层石灰岩及泥灰岩，含煤32层，矿区内可采及局部可采煤层8层，其余均不可采。可采煤层特征详见表411。2、水文地质条件矿区属于珠江水系,溪沟均为山区雨源型，流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小，流水主要受大气降水控制。（1）地表水矿区所处地形起伏大，为构造侵蚀、溶蚀、剥蚀中低山地貌。矿区水系不发育，季节性小沟发育，属季节性溪沟，流量受大气控制明显。矿区最低侵蚀基准面为矿区内最低点，海拔高程为1545m，而开采煤层最低标高为1300m，低于当地最低侵蚀基准面。（2）含（隔）水层特征A、碳酸盐岩岩溶裂隙水含水岩组：主要赋存于三叠系下统永宁镇组下段的灰岩和茅口组灰岩中。由于抗风化力较强，地表地势较陡，表411 可采煤层主要特征表煤层号煤层厚度煤层间距煤层平均倾角（度）煤层结构煤层稳定性顶板底板21.75-2.702.2259单一较稳定泥岩、泥灰岩粘土质泥灰岩30.68-9.935.302559单一不稳定粉砂岩炭质泥岩70-2.621.313559单一较稳定泥灰岩粘土质泥灰岩160.59-1.140.8612059单一不稳定粉砂岩粉砂岩17-10.77-1.140.961059单一不稳定粉砂岩泥岩181.86-2.602.231659单一较稳定灰岩、泥岩粘土质泥岩191.06-7.744.401559单一较稳定粉砂岩粘土质泥岩200.64-0.960.80759单一不稳定粉砂岩粉砂岩不利于大气降雨的补给，排泄条件也较差，大气降水通过垂直岩溶裂隙补给含水层，并通过岩溶裂隙、溶洞汇集、径流和排泄，含较丰富的岩溶裂隙水，富水性强。B、基岩裂隙水含水岩组：主要赋存于三叠系下统夜郎组（T1y）碎屑岩和和二叠系上统龙潭组（P3l）的煤系地层中。其中三叠系下统夜郎组（T1y）含风化裂隙水，具有较好的隔水性能，区域上起隔水层作用；二叠系上统龙潭组（P3l）由细砂岩、砂岩，泥质粉砂岩、泥岩及煤层组成，为矿区直接充水岩层，含裂隙水，为弱含水层。C、松散岩类孔隙水含水岩组：主要赋存于第四系（）残坡积层孔隙内，矿区内主要分布于河流两侧、山麓处及地形较缓地带。厚度变化015米，一般厚5m左右。地下水赋存条件差，枯季一般不含水，局部松散层厚度较大的地带，含少量孔隙水。D、断层破碎带裂隙水含水岩组：鉴于矿界内地层泥质岩石较多，在构造应力作用下，原岩结构虽遭破坏，但裂隙皆紧闭，又在地下水作用下，断层带往往造成隔水墙。（3）构造裂隙水矿区内断层较发育，断层浅部因风化可能透水性稍好些外，深部含水性和透水性都很弱，因此在现有水文地质条件下各含水层通过断层带相互补给的可能性不大。（4）地下水的补给、径流、排泄条件地下水主要补给来源为大气降水，由于矿区内岩层节理裂隙发育，大气降水通过基岩裂隙补给地下水，然后经短途径流后，通过井泉向低处泄流的方式向南面排出。（5）充水因素分析大气降水是矿床充水的主要因素。一般沿基岩裂隙渗入矿井，裂隙发育地段矿井充水会有所增大；地表水对地下水具有一定的补给作用，岩层渗透性好，含水性较弱。地表水与地下水之间可能发生联系，易引起矿床充水。在掘进过程中，要注意发生突水现象，应引起高度重视，特别是在靠近采空区时及上二叠统峨眉山玄武岩组基岩裂隙水，必须加强探放水工作，坚持“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”，必要时修筑防水墙，特别是矿区在今后的采矿生产过程中应加强水文地质勘查工作，做好防水和排水工作，确保安全生产。（6）水文地质类型评述该矿是以大气降水为主的裂隙充水矿床，主要为顶板中所含裂隙水向巷道内渗漏，其次为老窑积水及采空区积水等。矿区的水文地质条件中等。（7）矿井涌水量设计根据生产实测涌水量情况，预计矿井正常涌水量80m3/h，最大涌水量240m3/h。该矿是以大气降水为主的裂隙充水矿床，主要为顶板中所含裂隙水向巷道内渗漏，其次为老窑积水及采空区积水等。矿区的水文地质条件中等，煤系地层本身含水弱。煤层开采时有滴水、淋水现象，对矿床开采影响不大，但在今后开采生产中应加强对采空区积水的监测，确保生产安全。第五节 其它开采技术条件（1）煤层顶底板条件煤层顶底板特征详见煤层特征表（表231）。煤层顶板多为泥岩及粉砂岩，粉砂岩顶板较稳定。底板多为粘土质泥灰岩、炭质泥岩、泥岩及粉砂岩，底板大多不稳定。（2）瓦斯根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字200767号）对六盘水市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复：原大煤洞煤矿全矿井绝对瓦斯涌出量为3.07m3/min；相对瓦斯涌出量为41.70m3/t。由于本矿未作过煤与瓦斯突出危险性鉴定，设计按有煤与瓦斯突出危险性矿井考虑。（3）煤尘根据贵州省煤田地质局实验室2004年9月提交的洒米陇煤矿2号、3号和7号煤层煤尘爆炸性鉴定报告，本矿2号、3号和7号煤层具有煤尘爆炸性，但其他煤层未作煤尘爆炸性鉴定，本方案按有煤尘爆炸性设计，矿井在建设期间必须尽快补作其他煤层的煤尘爆炸性鉴定，以便制定各种防范措施，指导矿井安全生产。（4）煤的自燃根据贵州省煤田地质局实验室2004年9月提交的洒米陇煤矿2号、3号和7号煤层煤炭自燃倾向性鉴定报告，本矿2号、3号煤层为自燃煤层，7号煤层为容易自燃煤层，但其他煤层未作煤炭自燃倾向性鉴定，参照相邻矿区内的资料，本方案其它煤层按按自燃煤层设计，矿井在建设期间必须尽快补作其他煤层的煤炭自燃倾向性鉴定，以便制定各种防范措施，指导矿井安全生产。（5）地温本矿区地温正常。（6）冲击地压地质报告未提供冲击地压的相关资料，矿区尚未有发生冲击地压的情况。第六节 煤类、煤质与煤的用途1）煤类矿区内开采煤层属焦煤。2）煤质分析（1）物理性质和煤岩特征矿区内各主要煤层以条带状半暗型为主，主要由暗煤与镜煤组成，仅少数煤层个别煤分层呈暗淡型，光亮型煤分层极少。煤的粒度以粉煤和粒煤为主，其次为块状和鳞片状。（2）化学性质根据二七年九月贵州省煤矿设计研究院提交的贵州省六枝特区中柱煤矿资源/储量核实报告，结合普郎煤田归宗井田煤矿地质勘探最终报告进行分析，本矿煤质特征详见表611。（3）煤炭产品用途本矿原煤为低至高灰、低至中高硫煤，主要工业用途作炼焦用煤，火力发电等。表611 可采煤层煤质特征表煤层灰份Ag(%)挥发份V(%)硫份St,d(%)牌号232.1025.932.49JM314.10-19.5816.8422.44-25.0223.730.70-0.890.80JM714.04-23.3718.7018.62-21.8620.241.03-2.081.56JM1622.24-29.5625.9019.23-23.7821.501.22-2.912.06JM17-13.50-27.4515.4820.80-24.7322.761.41-2.752.33JM187.56-28.3717.9619.40-24.8322.121.18-2.241.71JM1918.82-31.7425.2820.97-23.4822.221.15-2.882.02JM2015.43-19.5917.5123.35-25.1624.260.37-2.351.36JM第七节 井田勘探程度及资源储量（1）勘探程度中柱煤矿属普郎煤田归宗井田，贵州省六盘水地区煤田地质勘探公司一四二队革命委员会于1971年9月提交了普郎煤田归宗井田煤矿地质勘探最终报告（精查），六盘水地区革命委员会煤炭工业局于1975年7月12日批准该精查报告（见六盘水革煤（1975）121号文），审查认为煤层构造和开采技术条件已经基本查明，可作为今后矿井初设的依据。2004年910月，贵州省有色地质勘查局二总队为整合前各矿作了贵州省六盘水市六枝特区郎岱镇大煤洞煤矿资源储量核实报告、贵州省六盘水市六枝特区郎岱镇洒米陇煤矿资源储量核实报告。计算得出大煤洞煤矿资源储量有98.05万t,采空量16.40万t；洒米陇煤矿资源储量有75.32万t,采空量14.28万t。2007年89月贵州省煤矿设计研究院作了贵州省六枝特区中柱煤矿资源/储量核实报告；以上报告已查明了井田各主采煤层的赋存情况、顶底板岩性、水文地质条件、煤层厚度及煤种分布情况，能满足设计要求。（2）资源/储量根据贵州省国土资源厅文件：（黔国土资储备字2007501号）关于贵州省六枝特区中柱煤矿资源/储量核实报告矿产资源储量评审备案证明及附件贵州省六枝特区中柱煤矿资源/储量核实报告矿产资源储量评审意见书（黔国土规划院储审字2007646号），中柱煤矿（整合）保有煤炭资源储总量704.34万吨，均为控制的经济基础储量（122b）。（3）存在的主要问题矿区浅部老窑情况调查不够清楚，在开采时，必须注意预防老窑积水的透水事故。随着开采深度增加，水文地质条件变得相对复杂，必须加强矿井水的探测工作，防患于未然。第八节 矿井开采1、矿井开拓方式我矿井采用斜井开拓，整合后的中柱煤矿利用原“洒米陇煤矿”的工业场地作为整合后的工业场地，利用“洒米陇煤矿”及“大煤洞煤矿”作为整合后的进风井。在洒米陇煤矿工业场地内重新布置一条主斜井及一条安全出口。主斜井井口坐标为X2888887.16m，Y35527323.42，Z+1595；井筒以143的方位20的坡度，以斜穿层的形式布置一直掘到+1500.0m标高，主斜井全长278m，在+1560标高施工一中部车场，按40方位角施工11运输石门，石门总长480m,依次揭开各煤层，揭开2#煤层后，向西翼布置11021首采工作面，首采工作面走向长460m，这样就完成一水平的生产系统的布置。主斜井掘进到+1500m处，即施工井底车场及运输大巷，并与大煤洞风井及进风斜井贯通； 11运输石门施工到位后，沿2#煤层布置11021机巷，并采用回风上山、人行上山和材料上山分别与回风巷相通，这样即实现了分区通风，又保证了安全生产的正常接替。2、矿井开采根据矿区煤层的分布的情况，整个矿区范围的煤炭资源划分为三个水平进行开采，1500以上为第1水平，1400m标高至1500为第2水平,1300m标高至1400为第3水平。根据矿区范围、煤层赋存状况及我们采取的开拓方式为分水平逐层由上往下进行开采，即先采完第1水平,再采2水平，然后采第3水平。3、矿井生产现状根据开采方案设计和矿区范围内地形地貌和煤层赋存、出露地层等特点，我矿已布置了主斜井、安全出口和回风平硐，主斜井与安全出口、回风平硐之间分别采用车场和专用回风上山连接。井筒参数如下表：45表45 井 筒 特 征 表顺序名称单位主斜井安全出口西翼进风斜井回风平硐1井口坐标Xm2888887.16288885828893562888986Ym35527323.423552735535526796355275562井口标高m1595158915561629.43方位角度143.6231232244.54断面净m210.65.35.35.3掘进（岩巷段）m211.47.4665长度m2782631331256倾角（坡度）度2032537井筒装备双轨8备注后期作进风平硐后期作回风斜井服务年限约8年根据开采方案设计，11021首采工作面布置在井田东翼的2#煤层，走向长460m，计划在今年12月底元月初形成11021首采工作面。计划在明年2月份动工布置11022采面的机巷及回风巷，作为接替准备之用。第九节 矿井通风1、我矿的通风方法为分区、抽出式通风；通风路线以主斜井、主平硐为主要进风（进风行人斜井为辅助进风），以风井进行回风。通风线路为：采面：地面主斜井11运输石门11021机巷工作面11021回风顺槽风井引风道地面掘进：地面主斜井11运输石门掘进工作面11021回风上山风井引风道地面2、回采、掘进工作面配风：按井下同时工作的最多人数计算Q矿井4NK矿通 m3/min式中：N：井下同时工作的最多人数，52人；K矿通：矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K矿通1.25。则：Q矿井4521.25260m3/min，即4.3m3/s。按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算Q矿井（Q采Q掘硐Q其它）K矿通 m3/s式中：Q采：采煤工作面实际需要风量总和，m3/s；Q掘：掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；Q硐：硐室实际需要风量的总和，m3/s；Q其它：其他需风量之和，m3/s；K矿通： 矿井通风系数，取1.25；即Q矿井（4.3+8+1+1）1.25=14.3m/sA、采煤工作面实际需要风量a、按工作面气象条件计算Q采i=V采iS采i，m3/s式中：Q采i：第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/s；V采i：第i个采煤工作面风速，m/s；按煤矿安全规程规定，极限风速4 m/s，按1.5m/s取值。S采i：第i个采煤工作面的平均有效通风断面积，m2；矿井首采2号煤层，平均有效通风断面积6.0m2。则：Q采i1.56.09m3/s矿井最大允许通过风量取9m3/s。b、按工作面瓦斯涌出量计算矿井首采面2号煤层，根据矿井工作面年生能力为15万t/a，矿井年工作日为330天，首采工作面绝对瓦斯预计为5.63m3/min，需进行瓦斯抽放后方可进行开采。对首采工作面，由于矿井开采深度较浅，设计考虑本煤层实施瓦斯抽放措施，经抽放后（瓦斯抽放率按30%考虑）瓦斯涌出量为3.95m3/min（即风排瓦斯量），则需风量为：Q采i=100q瓦采iK采通i=1003.952=808m3/min=13.16m3/s14m3/s式中：q瓦采i：第i个采煤工作面瓦斯涌出量，m3/min。K采通i：采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，取2.0。矿井采用下行式开采，各煤层之间开采按从上到下顺序开采，开采2号煤层时工作面瓦斯涌出量最大。不同标高2号煤层工作面，在经过长时间预抽瓦斯和在工作面回采时再采取其它措施抽放后，才能进行回采。矿井开采+1560m标高2号煤层，经预抽后的工作面绝对瓦斯涌出量为4.32m3/min，风量备用系数取2.0，工作面需风量为：Q采i=100q瓦采iK采通i=1004.322=864m3/min=14.4m3/s15m3/sc、按炸药使用量计算Q采25AC m3/min式中：AC：采煤工作面一次使用最大炸药量，取20.0kg；则：Q采2520500m3/min，即8.3m3/sd、按风速验算0.25SjQ采4Sj，则 0.25Sj0.256.01.5 (m3/s)Q采4Sj46.024(m3/s)Q采故取Q采=14 m3/s，满足要求，即Q采=14 m3/s。B、掘进工作面实际需要风量 按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q掘100q掘kd式中Q掘：掘进工作面实际需风量，m3/s；q采：掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；kd：掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取Kd=1.8。故：Q掘100q掘kd=1001.232.0=4.1m3/s5m3/s随着矿井开采深度的增加，工作面瓦斯涌出量也会随之增大，结合我省瓦斯梯度的情况，预计本矿瓦斯含量每增加100m，煤层瓦斯含量增加24m3/t。矿井采用下行式开采，各煤层之间开采按从上到下顺序开采。矿井开采+1560m标高2号煤层，经预测掘进工作面绝对瓦斯涌出量为1.85m3/min，风量备用系数取2.0，工作面需风量为：Q掘100q掘kd=1001.852.0=6.2m3/s7m3/s 按炸药使用量计算Q掘Ajb/(tc)式中 Aj：掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取15kg；b：每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，取0.1m3/kg；t：通风时间，一般不少于20min即1200s，取1200s。c：爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，一般取c0.02%。故 Q掘150.1/(12000.0002)=6.25(m3/s) 按局部通风机吸风量计算Q掘QfIkf式中 Qf：掘进工作面局部通风机额定风量，取Qf=300m3/min=5.0m3/s；I：掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；kf：为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.3。故 Q掘5.011.3=6.5(m3/s) 按工作面工作人员数量计算Q采4nj/60=0.067nj式中 0.067：每人每秒钟应供给的最低风量，m3/s；nj：掘进工作面同时工作的最多人数，取20人。故 Q掘0.06720=1.34 (m3/s) 按风速验算0.25SjQ掘4Sj，则 0.25Sj0.256.01.5 (m3/s)Q掘4Sj46.024(m3/s)Q掘故 Q掘6.6m3/s满足要求，取Q掘7.0m3/s。C、硐室及其它地点供风，浅部开采时，需单独通风的硐室有采区变电所，则Q硐=Q变电所=1m3/s，深部开采时，需单独通风的硐室有采区变电所和水仓，所以Q硐=Q变电所+Q水仓=2m3/s。D、矿井实际需风量矿井浅部开采考虑供风的地点有1个回采工作面、2个掘进工作面、采区变电所等。矿井需风量为Q(Q采Q掘Q硐)K矿通(14+14+1)1.20=34.8(m3/s)矿井深部开采考虑供风的地点有1个回采工作面、2个掘进工作面、采区变电所和井底水仓等。矿井需风量为Q(Q采Q掘Q硐)K矿通(15+14+2)1.15=36(m3/s)经上述方法计算后，考虑到本矿井，以分别计算法风量为准，即初期总配风量为Q=35m3/s，后期总配风量为Q=36m3/s。矿井通风负压采用下列公式进行计算：hpL.Q2/s3Pa式中：h矿井负压；通风阻力系数；p巷道净周长，m；L巷道长度，m；S巷道净断面，m2；Q通风巷道的风量，m3/s。经计算，矿井通风容易时期通风阻力为668Pa，通风困难时期通风阻力为950Pa。（2）等积孔计算及通风难易程度评价矿井等积孔采用下式计算：A1.19Q/ m2式中：A矿井等积孔，m2；Q矿井风量，m3/s；h矿井负压，Pa。经计算，矿井等积孔如下：A易1.61m2、A难1.40m2。根据计算结果可知，本矿井属通风中等阻力矿井。（3）通风设备该矿为煤与瓦斯突出矿井，在地面建通风机房，采用集中抽出式通风方式。反风方式，采用风机反转反风。1）设计依据容易时期：风量Q易35m3/s，负压H易=668Pa；困难时期：风量Q困36m3/s，负压H困=950Pa。2）选型计算结果（1）风机所需风量和负压：容易时期：风量Q易351.05=36.75m3/s，负压H易1056Pa；困难时期：风量Q困361.05=37.80m3/s，负压H困=1488Pa；3）选用FBCDZ54-6-No15型(980rpm)高效节能防爆对旋轴流通风机二台，其中：一台工作，一台备用；风机工况点参数为，容易时期：风量Q易36.75m3/s，负压H易1099Pa，效率易0.73，叶片安装角度-3；困难时期：风量Q困37.8m3/s，负压H困1550a，效率困0.83，叶片安装角度0；叶片极限安装角度-9+6。4）计算风机所需功率 P=1.1537.81550（10000.830.98）=82.6kW选用YBFe280S-6，45kW，380V型矿用防爆电动机四台；两台工作两台备用。 5）选用成套开关柜GCD11-60-24，两台； GCD11-60-83，四台； GCD11-60-72，两台； GCD11-60-18（改），一台，对风机进行控制。只有严格按照以上要求才能完全实现全矿井的安全通风。第十节 矿井安全综述1、安全管理职能机构六枝特区中柱煤矿由法人代表和（矿长）全面管理；总工程师、安全矿长、生产矿长、工程技术人员协助管理；下设通风、安全、机电运输、调度、瓦斯监控等专门机构，并配备专职管理人员的三级管理模式。2、安全制度煤矿建立健全了岗位责任制、安全生产管理制度，操作规程、作业规程、安全技术措施等项安全生产管理措施，指导煤矿安全生产。 3、安全监控及瓦斯抽放（1）矿井装有一套KJ90NB型瓦斯监控系统，对井下各工作地点的安全现状进行全天24小时的监测监控。（2）矿井已经完成了瓦斯泵房及管路安设等所有建设工程，安装了两套抽放系统（即高负压及低负压瓦斯抽放系统）。高负压抽放系统安装两台2BEA-303水环式真空泵（一台工作、一台备用），转速为660r/min，最大抽气量115m3/min，极限真空绝压33hPa；配套电机功率132kw；低负压抽放系统安装两台2BE-253水环式真空泵（一台工作、一台备用），转速为660r/min，最大抽气量35m3/min，极限真空绝压33hPa；配套电机功率110kw。抽放管路为无缝钢管。主管管径为D3258，支管管径为DN2005。瓦斯泵吸入端安设了管道瓦斯浓度、流量、压力、温度等参数的监测传感器，瓦斯抽放泵房内立了设瓦斯泵开停传感器、瓦斯浓度传感器等并与矿监控系统联网。4、机电（1）我矿主一回路，主二回路均来自郎岱电站不同母线端，两条回路接入矿区10kv变电所，电源方便。以保证矿井供电安全。（2）矿井电源直接由10KV线路进入工业场地，再通过变压器以660V电压供入井下和380V、220V供地面使用。井下供电按规定已实现了“三专两闭锁”和电气设备的“三大保护”等装置保证了矿井安全的需要。（3）矿井监控、通讯、信号设备均选用矿用本质安全型。井下电话选用本质安全型电话，并使用矿用电话电缆。5、运输（1）本矿利用一条主斜井担负煤炭运输、材料运输及进风、排水，敷设管线任务。工作面采用溜槽运煤，石门采用电机车运输，主斜井采用2m绞车提升。（2）使用的运输设备均为正规厂家提供和生产，符合煤矿使用标准的防爆合格产品。（3）、电机车型号为DXT-90型蓄电池机车，其运输能力能满足设计生产能力的需要。第二章 联合试运转的测试项目、方法、机构和人员第一节 运输系统1、试运转期间对电机车的运行情况必须如实填写运行记录和检修情况，由机车司机认真填写每班的电机车运行记录和交接班记录。并认真记录好机车、轨道、矿车等运输设施质量、维护完好情况。2、进行试运转生产期间的原煤生产运输能力的测定，看是否满足矿井生产运输的需要。3、电机车选用DXT-90型蓄电池机车，测试蓄电池机车的运输能力是否满足设计生产能力。对每班的运输量作好详细记录。4、测试人员由各班机车司机、溜子司机、放煤工、电工、翻煤工等工种配合，机电由周海军、生产矿长范碧江、安全矿长杨宏负责检查和测定。第二节 采掘系统1、检测采掘工作面运行情况是否正常，现场管理及隐患排查、支护质量等要求的落实情况。2、是否严格执行煤矿安全规程、作业规程和操作规程的规定，组织各工作面施工。3、采、掘工作面的电气、设备、线路运行是否正常，并符合规程要求。4、采、掘工作面的文明生产。5、由生产矿长范碧江、安全矿长杨宏负责，班组长配合完成测试工作。不定期由矿测试机构人员入井复测。第三节 机 电1、对每天的电气、设备、线路及时进行检查和维护，保证煤矿几大生产系统的电气、设备能正常运转。2、认真检查和记录试运转期间的供电质量、设备运转等方面能否满足矿井生产需要。3、对主扇、局扇、压风、监测监控和瓦斯抽放系统等设备设施的维护、检修如实登记和记录。4、矿井的双回路供电，检查在试运转生产期间的供电线路的质量看是否能满足矿井安全生产的需要。5、矿井井下供电按规定实现了“三专两闭锁”，并对井下的电气、设备完善了“三大保护装置”。在试运转生产期间随时进行测试，并按规定进行每天的检漏跳闸试验，由电工做好每天记录，看是否能保证矿井的安全生产。6、机电由周海军负责，各班电工配合进行测定试运转期间的机电运行情况。第四节 通风系统1、检查矿井的各种通风设施和通风构筑（风门、防爆门、风墙等）的工程质量是否符合要求，矿井联合试运转生产过程中矿井通风能力是否满足安全的需要。2、根据矿井的总风量（矿井实际总进风量为36.3m3/s，总回风量为37.6m3/s。）合理进行矿井风量分配和调整，看能否满足井下各用风地点供风需要并符合煤矿安全规程规定，有效的稀释和排放矿井有毒有害气体。由测风员按制度规定定期进行矿井各地点的风量测定，认真准确填写好测风记录和牌板。3、检查主扇风机运行是否正常，仪器、仪表、反风装置是否灵活。矿井主要通风机选择四台FBCDZ54615型防爆轴流通风机，一台工作，一台备用，功率245Kw,风压:10581441pa,风量3538.5m3/s。4、井下局部通风机的运行、维护、检修情况。井下掘进采用FBD5.6/211局部通风机进行通风。5、监测监控运行、维护、检修情况。6、光学瓦斯检测仪、便携式瓦斯检测仪、瓦斯传感器等仪器的配备和校检情况，是否满足矿井安全生产的需要。由煤矿瓦斯检查员对井下各工作地点、密闭处等按规程规定进行瓦斯及有害气体的巡回检查，保证检测数据的真实性和准确性，并及时填写在瓦斯检查牌板、手册上，并将每班的检查结果进行交接登记到瓦斯台帐上，报当班矿长签字技术负责人审阅。7、由毛建华（总工程师）负责，裴乐华（助理工程师）配合对各用风地点风速、风量进行测试，并如实做好记录。第五节 排水系统1、对试运转期间的涌水量进行监测，检测+1500m水平水泵房能否满足矿井排水需求。2、对试运转期间的回采工作面及其各巷道涌水量，做好检测记录，考核矿井雨季最大用水量和枯水季节的最少用水量。第六节 测试机构的人员组成1、成立煤矿联合试运转生产期间的测试领导小组，人员由煤矿主要负责人和相关分管负责人及各部门负责人组成。2、必须认真仔细开展好煤矿联合试运转生产期间，关于煤矿五大生产系统（采掘、机、运、通）工作的运转、运行、相互衔接等情况，进行相关的检测和测试工作。组 长： 胡永和副组长： 毛建华 范碧江 裴乐华 杨 宏 成 员： 杨正权 刘钦良 王兴财 周海军 左国华 刘大国 第三章 联合试运转的预期目标和效果一、经过矿井各生产系统的联合试运转，对矿井主要几大生产系统进行检验，根据各系统的试运行情况，为以后煤矿的安全生产提供有利的依据，以满足煤矿正常安全生产时的需要。二、通过联合试运转，可以发现一些阻碍安全生产的因素和不足，以便煤矿能及时进行整改和完善，以达到煤矿设计生产能力和抗灾能力，有效地预防和杜绝各类安全事故的发生。三、通过联合试运转，有效提高管理人员和从业人员管理水平和操作技术、技能，为今后的安全生产工作打下坚实基础。四、通过联合试运转，能更好的让煤矿主要负责人、安全管理人员熟悉和了解关于煤矿安全生产法律、法规、规章制度、规程、标准和技术规范。掌握煤矿安全生产管理、安全技术理论，以及煤矿重大灾害事故的防范、抢险救灾的专业知识。增加煤炭工业环境保护与职业危害防治的相关知识；具备更强的煤矿安全管理、组织管理能力和重大安全事故应急、指挥能力，结合煤矿行业的特殊性安全生产形式，领先采掘科技进一步完善煤矿的安全生产条件。五、更好的完善煤矿安全生产机制，合理分工