初设通风部分梗阳安全变更说明书

1、四、设计变更对照表变更前后对照表及理由序号变更前设计情况变更后设计情况变更理由1.资源储量全井田共获3、6、10下、11号煤层保有资源/储量53.08Mt， 9+10号高硫煤保有资源/储量16.95Mt。矿井3、6、10下、11号煤层设计资源储量43.17Mt。矿井3、6、10下、11号煤层设计可采储量为30.31Mt。全井田共获得保有资源/储量54.61Mt。矿井设计资源储量45.47Mt。矿井设计可采储量为27.95Mt。矿井王和南断层以南区域设计可采储量为17.55Mt。根据补充勘探地质报告计算。2.井田开拓主斜井斜长267m，掘至10煤层底板岩层中，装备带式输送机，担负矿井的提煤任务，

2、安设台阶扶手，作为矿井的进风井和安全出口。副斜井至10号煤层底板斜长528m。行人斜井至10号煤层底板斜长619m。回风立井至10下号煤层底板垂深370m。设2个水平开拓全井田，其中第一水平开采井田南部煤层，标高为+1292.284m，第二水平开采井田北部煤层，标高为+1200m。在王和南断层以南采区分别沿暗斜井方位设3、6、10下号煤层采区运输、轨道、回风巷开采南部采区。回风立井井口坐标(54坐标系)X=4095264.120，Y=19607414.855;(80坐标系)X=4095215.359,Y=19607345.828，Z=+1570。主斜井斜长276.3m，掘至10煤层底板岩层中，

3、装备带式输送机和检修道，担负矿井的提煤任务，作为矿井的进风井。副斜井至10号煤层底板斜长529.8m。行人斜井：净宽3.2m，净断面9.14m2，倾角11°/20°/14°，至10号煤层底板斜长686m。回风立井至10下号煤层底板垂深361.5m。前期设一个主水平和一个辅助水平开采王和南断层以南采区，作为矿井的二水平，二水平水平标高+1166m，二水平辅助水平标高+1238m。后期设一个水平开采王和南断层以北采区，作为矿井的一水平，一水平标高+1290.32m。在王和南断层以南采区沿F9断层东侧布置6号煤层一采区运输、轨道、回风巷，开采6号煤层南部一采区。在井田南

4、部边界沿3号煤层掘进31采区运输、轨道、回风巷开采3号煤层南部一采区。在王和南断层以南沿6号煤层掘进62采区运输、轨道、回风巷开采6号煤层南部二采区。9+10、10下、11号煤层的一采区维持原设计。9+10、10下、11号煤层的二采区巷道沿王和南断层以南布置。取消3号煤层采区煤仓和3号煤层采区甩车场。后期王和南断层以北采区巷道沿F2断层西部边界向井田北部边界掘进，到达井田北部边界后分别向东西方向沿井田北部边界掘进10下号煤层采区运输、轨道、回风巷。回风立井井口坐标(54坐标系)X=4095385.628，Y=37607320.371;(80坐标系)X=4095434.206,Y=3760738

5、9.530，Z=+1548.100。根据补充勘探地质重新设计。回风立井位置发生变化。增加9+10号煤层开拓方案。3.采区布置全井田共划分24个采区， 301、601采区为首采采区，分别布置一个回采工作面。30101工作面位于301采区南部边界，60101工作面位于601采区北部边界。原设计矿井移交和达到设计生产能力时,新增井巷工程总长度17626m,新增掘进总体积279909m3,万吨掘进率196m。全井田共划分22个采区，61采区为首采采区。在61 采区布置一个工作面满足矿井0.90Mt/a的生产能力。取消3号煤层回采工作面。6101工作面位于王和南断层南部断层破坏带以南。本次变更设计矿井移

6、交和达到设计生产能力时,新增井巷工程总长度11469.5m,新增掘进总体积137946m3,万吨掘进率127m。根据开拓布置调整采区划分。根据补充勘探地质报告，原设计首采工作面为无煤区，调整首采面位置。4.采煤设备3号煤层双滚筒采煤机MG80/200-BW，可弯曲刮板输送机SGB-630/180，转载机SGB-630/180，乳化液泵BRW-400/31.5，调度绞车JD-40，喷雾泵BTW315/6.3,带式输送机SSJ800/90。6号煤层双滚筒采煤机MG375-W，可弯曲刮板输送机SGB-630/180，转载机SZZ-764/132，乳化液泵BRW-400/31.5，调度绞车JD-40，

7、喷雾泵BTW315/6.3,带式输送机SSJ1000/125。6号煤层双滚筒采煤机MG300/730-WD，可弯曲刮板输送机SGZ-764/630，转载机SZZ-764/200，乳化液泵BRW-400/31.5，调度绞车JD-16，喷雾泵BPW315/10,带式输送机DSJ1000/63/2×160。3号煤层双滚筒采煤机MG100/240-BWD，可弯曲刮板输送机SGZ-630/150，转载机SZB-730/40，乳化液泵BRW-400/31.5，调度绞车JD-16，喷雾泵BPW315/10,带式输送机DSJ80/45/2×55。根据实际订货调整。5.矿井通风和安全矿井总风

8、量为130m3/s。达到设计产量时,矿井最小负压1104Pa,最大负压1147Pa。矿井通风容易时期等积孔为4.66m2,通风困难时期等积孔为4.57m2, 矿井通风难易程度属容易。矿井总风量变更为132m3/s。达到设计产量时,矿井通风系统最小负压700Pa,最大负压1193Pa。矿井通风系统通风容易时期等积孔为5.94m2,通风困难时期等积孔为4.55m2，通风难易程度属容易。在集中轨道巷与集中运输巷中部设1个永久避难硐室，主要为全矿井井下作业人员提供避难场所。在6101工作面运输顺槽和6101工作面回风顺槽距离工作面1000m处分别设置1个临时避难硐室，为6101回采工作面作业人员提供避

9、难场所。在一采区轨道巷一采区变电所附近设置1个临时避难硐室，为6102运输顺槽掘进工作面和一采区水泵房作业人员提供避难场所。根据开拓布置变更相应调整。6.井下运输运输大巷选用DTL100/70/2×160型带式输送机。3号采区1#带式输送机选用DTL80/25/1×160型带式输送机。3号采区2#带式输送机选用DTL80/25/1×45型带式输送机。6号采区1#带式输送机选用DTL100/45/1×250型带式输送机。6号采区2#带式输送机选用DTL100/45/1×45型带式输送机。运输暗斜井选用DTL100/70/2×280型带式

10、输送机。 一水平运输大巷选用DTL100/70/185×2型带式输送机。运输暗斜井选用DTC100/70/200×2型带式输送机。集中运输巷选用DTL100/70/75×2型带式输送机。一采区运输巷选用DTL100/70/160×2型带式输送机。根据开拓布置，取消了3号煤层回采工作面，调整了6号煤层回采工作面位置，并且调整了采区巷道布置，重新计算选型运输设备。3号煤层采区轨道巷选用SQ-80/55B型无级绳连续牵引车，电机功率55kW。30101工作面回风顺槽选用SQ-80/55B型无级绳连续牵引车，电机功率55kW。60101工作面回风顺槽选用SQ-8

11、0/110B型无级绳连续牵引车，电机功率110kW。6号煤层采区轨道巷选用SQ-80/132B型无级绳连续牵引车，电机功率132kW。集中轨道巷选用SQ-80/110B型无极绳连续牵引车，电机功率110kW。6101工作面回风顺槽选用SQ-120/132B型无极绳连续牵引车，电机功率132kW。一采区轨道巷选用SQ-120/132B型无极绳连续牵引车，电机功率132kW。根据开拓布置，取消了3号煤层回采工作面，调整了6号煤层回采工作面位置，并且调整了采区巷道布置，重新计算选型运输设备。7.提升、通风、排水、压气设备主斜井选用DTC80/25/132型带式输送机。主斜井选用DTC100/25/1

12、10×2型带式输送机。提升、通风、排水、压气设备采用集团公司统一订购、调配。副斜井选用1部2JK-3/31.5型双滚筒提升机。副斜井选用1部2JK-2.5×1.5/31.5型双滚筒提升机选用2台FBCDZ-10-27B型对旋式轴流风机，配用YBFe450M1-10型电机, 功率220kW×2。选用2台FBCDZ-27B型对旋式轴流风机，配用YBF560M2-10型电机, 功率220kW×2。6号层排水设备选用MD85-67×3型离心水泵3台，配套YB280S-2型防爆电机，功率110kW。10号层排水设备选用MD85-45×5型离心水

13、泵3台，配套YB315S-2型防爆电机，功率110kW。一采区水泵房排水设备选用BQS100-70/2-45/N(M)型矿用隔爆型搅拌潜水排沙电泵3台，功率45kW。轨道暗斜井井底水泵房排水设备选用MD85-45×4型离心水泵3台，配套Y280M-2型防爆电机，功率90kW。设计选用4台AED160 26/0.85型地面用固定螺杆空压机。空气压缩机额定排气量26m3/min，额定排气压力0.85MPa。配用YB355M-2型电动机，功率160kW，电压380V，转速2980rpm。利用已有2台LG-27 /8G型空压机,额定排气量27m3/min，额定排气压力0.85MPa和2台AE

14、D160A，额定排气量27.8m3/min，额定排气压力0.85MPa。8总平面布置主生产系统增加了选煤厂设计内容。根据实际施工调整。9.电气矿井安全监测及生产监测、监控系统型号为KJ78N型原设计选用1套KJ236(A)型矿井人员考勤定位系统。原设计选用1套KTT3井下多功能扩播电话机。原设计选用TC-416型数字交换机60门。变更后为矿方已订购且施工安装的KJ95N型，能够满足变更后要求。变更后矿井人员考勤定位系统为KJ128A型。变更后为AL2008型256门。该矿井选用1套KT425型井下多功能IP网络广播系统。该矿井选用1套KT109R型矿井无线通信系统(wifi技术)。监控、通信设

15、备采用集团公司统一订购、调配。10.地面建筑工业建筑总体积66984.59m3，其中已有建筑体积14135.0m3。新增建筑体积52849.59m3。栈桥总长度161.0m，全部为新建。行政公共建筑总面积24447.9m2，其中已有建筑体积9859.8m2。新增建筑体积14588.1m2。本次变更后工业建筑体积52849.59 m3。联合建筑建筑面积由原来的3308.4 m2 变为4285.8 m2，食堂建筑面积由原来的936.0 m2 变为2820.0 m2，单身宿舍建筑面积由原来的2714.4 m2变为12860.9 m2，新增自行车棚等。根据实际施工情况进行调整。11.采暖、通风及供热1

16、.建筑总热负荷为375.93×1041.建筑总热负荷为861.96×104W地面建筑物面积或体积变化。2. 在行人斜井井口房旁新建空气加热室1座，内设矿井专用的矿井加热机组1台，型号为KJZ-40，每台供热量为1004kW，热媒为0.3MPa的蒸汽，热风出风温度为40，在井口混合温度为2。2. 在行人斜井井口房旁新建空气加热室1座，内设矿井专用的矿井加热机组2台，型号为KJZ-20，每台供热量为502kW，热媒为0.3MPa的蒸汽，热风出风温度为40，在井口混合温度为2。3. 在工业场地新建锅炉房1座，内设蒸汽系列煤粉锅炉3台，2台6t和1台4t，型号分别为WNS6-1.2

17、5-A和WNS4-1.0- A，采暖期3台锅炉同时运行，供场区采暖、洗澡和井口防冻使用；非采暖期仅1台4t锅炉运行，供职工浴室使用。3. 在工业场地已有锅炉房1座，内设燃煤蒸汽锅炉3台，2台6t和1台2t，型号分别为DZL6-1.25-A和DZL2-1.25-A，采暖期3台锅炉同时运行，供场区采暖、洗澡和井口防冻使用；非采暖期仅1台2t锅炉运行，供职工浴室使用。12.建井工期原初步设计矿井建设工期预计为20个月。其中施工准备期2个月，井巷工程施工期16.6个月，联合试运转1.4个月。本次变更设计矿井建设工期预计还需15个月，其中井巷工程施工期9.1个月，联合试运转5.9个月。矿方到目前已施工4

18、6个月，故建井总工期为61个月。根据开拓布置调整。13.技术经济原设计建设项目总资金70344.81 万元，其中铺底流动资金1050万元。建设项目总造价69294.81 万元，其中井巷工程22401.28 万元，土建工程3724.93 万元，机电设备购置12837.69 万元，安装工程5076.98 万元，其他基本建设费用12700.15 万元，预备费3408.73 万元，建设期利息为2845.05 万元，已有工程投资6300.00 万元。吨煤投资769.94 元/t。变更后建设项目总资金66848.66 万元，其中铺底流动资金1050万元。建设项目总造价65798.66 万元，其中井巷工程1

19、7776.55 万元，土建工程6894.81 万元，机电设备购置12482.58 万元，安装工程4761.62 万元，其他基本建设费用10460.23 万元，预备费1780.74 万元，建设期利息为5342.13 万元，已有工程投资6300.00 万元。吨煤投资731.10 元/t。2)地面爆炸材料库采取的安全防范措施(1)地面爆炸材料库有发放爆炸材料的单独房间，发放雷管时，在铺有导电的软质垫层并有边缘突起的桌子上进行。(2)地面爆炸材料库周围，设铁刺网，其高度为2.2m，距库房的距离为6.0m，并有警卫昼夜看守。(3)库房中均采用C15混凝土铺底，铺底厚度为100mm，在存放炸药和雷管的木架

20、及木地板上必须铺有一层3mm厚的胶皮板。(4)按照有关规定及要求配备足够的消防器材，详见表2-7-1。表2-7-1 地面爆炸材料库消防器材及材料表 序号名 称单 位数 量备 注110L泡沫灭火器个228kg干粉灭火器个23砂子m334粘土m335灭火岩粉kg5006水龙带条37水泥t1.08消防桶个29 铁锹张5(5)为了防止直击雷，地面爆炸材料库设独立的避雷针保护，其冲击接地电阻不大于10；为避免雷电波沿电力线传入，地面爆炸材料库的照明使用带绝缘套的矿灯。在地面爆炸材料库设有固定电话。3.瓦斯灾害防治3.1瓦斯灾害因素分析3.1.1瓦斯赋存状况根据山西省煤炭工业局综合测试中心2015年3月提

21、供的山西沁源梗阳煤业有限公司矿井3、6号煤层瓦斯涌出量预测报告，山西沁源梗阳煤业有限公司在0.90Mt/a产量条件下，开采6号煤层时，矿井最大绝对涌出量为9.40m3/min，最大相对涌出量为4.97m3/t，回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为4.64m3/min，掘进面最大瓦斯涌出量为0.51m3/min。在0.90Mt/a产量条件下，开采3、6号煤层配采时，矿井最大绝对涌出量为11.32m3/min，最大相对涌出量为5.98m3/t；其中配采时3号煤层回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为2.04m3/min，掘进面最大瓦斯涌出量为0.34m3/min；6号煤层回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为3.09m

22、3/min，掘进面最大瓦斯涌出量为0.51m3/min。按照安监总煤装2011162号文件煤矿瓦斯等级鉴定暂行办法规定，山西沁源梗阳煤业有限公司在开采3、6号煤层时，属于瓦斯矿井。矿井无煤与瓦斯突出危险。 3.1.2瓦斯涌出量预测及变化规律分析瓦斯变化规律与诸多因素有关，如煤的变质程度、埋藏深度、围岩类型、构造、水文地质条件及开采方法等。一般来讲，煤的变质程度越高，埋藏深度越大，围岩孔隙、裂隙增多以及向斜轴部、断层附近等均会集存大量瓦斯。因此，在今后生产中应加强瓦斯监测预防工作，并采取相应的防范措施，以确保安全生产。随着该矿井开采面积不断扩大和断裂构造影响，可能引起瓦斯含量的变化，瓦斯有逐渐变

23、高的趋势。因此，在今后生产过程中须加强通风管理工作，加强检测监控，防范瓦斯局部积聚造成爆炸事故。3.1.3瓦斯灾害治理措施选择本矿井为瓦斯矿井，通风是降低矿井瓦斯浓度的行之有效的方法，矿井通风要做到有效、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。3.2防爆措施3.2.1预防瓦斯积聚的措施通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法，矿井通风要做到有效、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。回采工作面采用一进一回独立的“U”型通风方式，掘进工作面采用局部通风机压入式通风方式，采掘工作面在满足煤矿安全规程要求风速的前提下，按最大风量供给，确保矿井瓦

24、斯浓度不超限。加强局部通风管理，保证局部通风机正常运转。局部通风机安设风筒，风筒口距工作面不大于5.0m。掘进工作面供风量保证工作面具有足够的风量，按风机最大吸风量进行计算，禁止掘进工作面扩散通风，临时停工的地点不得停风，否则切断电源，设置栅栏防止人员进入。加强通风设施管理，保证通风设施完好，合理进行通风，减少通风设施漏风、提高矿井有效风量率。禁止无风和微风作业，保证采掘工作面最低风速不低于0.25m/s。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，废弃的巷道及时密闭。3.2.2回采工作面上隅角预防瓦斯积聚的措施由于风流在回采工作面上隅角形成涡流，同时该

25、处风速较低，而瓦斯比空气轻，浮在空气上部，生产过程中涌出的瓦斯易积聚在上隅角，不易被风流带走，上隅角最易发生瓦斯积聚，预防上隅角瓦斯积聚的措施：1)增风法 在不超过煤矿安全规程规定的最高风速的情况下增加工作面风量，以相应增加回采工作面回风隅角风量，达到稀释回采工作面回风隅角瓦斯的目的。2)高压水射流法 高压水通过固定在高压水射流风机内的特制喷头形成旋转雾化射流，高速雾粒与空气的动量交换和高压水射流的卷吸作用带动气流前进形成引射风流，从而将回风上隅角的瓦斯引排或吹散到回风巷，使其与采煤工作面回风流混合，从而达到处理瓦斯积聚的目的。 在现场使用过程中，可根据回风上隅角具体情况调整高压水射流风机吸风

26、口或出风口距回风上隅角的距离，使其与回风上隅角瓦斯积聚区保持最佳距离，达到最佳效果。3)高压水幕吹排回风上隅角瓦斯法 利用高压水幕射出的雾流，一是可以形成一个局部负压区在一定程度上增加回风隅角的风量，降低回风隅角的瓦斯浓度；二是射出的高压雾流在一定程度上能够吹散积聚区的瓦斯，使其与周围含有较低瓦斯的空气混合将部分瓦斯带走从而降低回风隅角的瓦斯浓度。4)加强超前支护，保证回风巷通风断面不低于原设计断面的80%。 5)在上隅角安设喷雾设施，及时消灭摩擦产生的火花。 3.2.3密闭墙处预防瓦斯积聚的措施井下必须构筑可靠的控制风流的风门、风桥、密闭、风窗等通风设施，严禁擅自拆除通风设施或者改变通风设施

27、的状态。凡报废的采区通向运输大巷和总回风巷的所有联络巷、所有结束回采的工作面、平巷间的联络巷都设置永久性密闭，井下巷道需临时封闭的地点构筑临时密闭。废弃的巷道及时设置永久性密闭。1)密闭分为永久密闭和临时密闭两种，用于隔绝风流。永久密闭用砖、料石、水泥等构筑；临时密闭用木板及黄泥构筑，木板设施要鱼鳞搭接，表面要用灰、泥满抹或勾缝。密闭墙两帮、顶、底需掏槽，槽深要见硬帮硬底。墙体无裂缝，沿密闭周边抹不少于0.10m宽的裙边，其厚度不小于0.01m，墙体无漏风(手触无感觉、耳听无声音)，工程质量符合设计标准，加强有效堵漏措施，消除根源。2)密闭设施周围5.0m范围内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥

28、。3)密闭内有水的，要设反水池或反水管，密闭外设栅栏、警标、说明牌板、瓦斯检测记录牌板。4)每个密闭实行建档挂牌管理，每班至少检查1次瓦斯和CO2及密闭墙完好状况。 5)严禁任何人破坏栅栏及密闭,严禁在栅栏外设材料场及堆放杂物,除执行检查任务的瓦斯检测人员外，严禁任何人进入栅栏内。6)矿井通风部门必须建立密闭登记卡和管理台帐，对密闭的名称、位置、构筑时间、检查情况等进行详细登记，并在采掘工程平面图及通风系统图上标绘清楚，做到帐、卡、图三对口。3.2.4采煤机处瓦斯防治措施 回采工作面在采煤机截割部附近和机体与煤壁之间易出现瓦斯积聚，防治瓦斯积聚的措施；1)加大工作面进风量，在采取相应降尘措施的

29、条件下，提高工作面最大允许风速值，提高机道和采煤机附近的风速，但最大风速不超过4m/s。2)降低瓦斯涌出不均衡性，提高采煤机在每一班中的工作时间使采煤机以较小的速度和浅截深连续采煤。3)在采煤机上安装瓦斯自动检测报警断电仪，一旦瓦斯超限及时切断电源，停止割煤。4)当工作面风速不能满足防止采煤机附近瓦斯积聚时，采用小引射器提高局部地点风速的办法，加大采煤机附近的风速。5)采煤机内、外喷雾装置完好并正常使用，消除截割滚筒与煤壁摩擦产生的火花。3.2.5局部瓦斯积聚的处理措施1)巷道顶板附近瓦斯层状积聚的处理：增大巷道中的风速，防止瓦斯层状积聚的风速应大于0.51.0m/s；增加顶板附近的风速，可采

30、用导风法、铁风筒消除积聚的方法。2)巷道或掘进工作面局部冒顶处瓦斯积聚的处理：用分支导风筒吹散瓦斯；用导风板冲淡瓦斯；用充填黄土消除积存瓦斯的方法。3)恢复有瓦斯积存的盲巷或打开密闭时瓦斯的处理：盲巷恢复生产或打开密闭时，一般用局部通风机排放其中瓦斯，排放时注意以下几点：(1)采用限制向盲巷内送入风量的措施。局部通风机送入风量应使盲巷或密闭区排出的风流在全风压风流混合处的瓦斯浓度不超过1%，二氧化碳不超过1.5%，有专职瓦斯检查人员经常检查。(2)盲巷或密闭区的回风系统内切断电源，撤出人员。(3)排放后经检查证实盲巷中瓦斯浓度不超过1%，二氧化碳浓度不超过1.5%，氧浓度不低于20%，经过30

31、min稳定后，瓦斯或二氧化碳浓度没有变化，方可恢复正常通风。(4)排放工作在非生产班进行。3.2.6瓦斯检测监控1)准确地确定矿井瓦斯涌出量是有的放矢地保证矿井安全生产的关键，建议矿方移交生产前对矿井瓦斯涌出量进行实测，或请专业部门对矿井瓦斯做进一步检测工作，以达到准确确定矿井瓦斯涌出量的目的，并在此基础上，制定相应的防治爆炸措施，有效保证矿井安全生产。2)建立完善的瓦斯检查制度，每班配备通风检测专职人员4人，所有采掘工作面每班至少检查2次。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，废弃的巷道及时密闭。3)瓦斯检查人员建立瓦斯巡回检查制度和请示报告制度

32、，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须计入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过煤矿安全规程有关条文的规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。井下停风地点栅栏外、挡风墙外、密闭处瓦斯浓度每天至少检查1次。矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工、安全监测工下井时携带便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查工携带光学甲烷检测仪。所有采掘工作面、硐室、使用中的机电设备的设置地点、有人员作业的地点都应纳入检查范围。4)建立安全监控系统，在采掘工作面设置甲烷传感器，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面安全监

33、测系统控制室，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。3.2.7施工或生产中瓦斯管理措施1)掘进工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时,停止用电钻打眼或综掘机掘进；当采掘工作面临时采用爆破时，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。采掘工作面及其他作业地点风流中,电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时,停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。采掘工作面及其他巷道内,体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,在瓦斯浓度降到1.0%

34、以下时,方可通电起动。2)采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时,停止工作,撤出人员,查明原因,制定措施进行处理。3)掘进巷道贯通时，由专人在现场统一指挥，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏和警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，立即处理。掘进的工作面每次爆破前，派专人和瓦检工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口有专人警戒。贯通后，停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流

35、稳定后，方可恢复工作。4)矿井总回风巷或一翼回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过0.70%时，立即查明原因，进行处理。5)启封密闭和巷道贯通时，首先探放密闭巷道内的瓦斯浓度和有毒有害气体，确保安全后方可启封。6)实行爆破的掘进工作面，采用湿式打眼和放炮使用水炮泥，其实质是将装满水的塑料袋装填在炮眼内，爆破时水袋被爆破，并将水压入煤的裂隙和雾化，达到防尘的目的。同时应注意，放炮要检查煤电钻电缆接口，电缆和放炮母线是否裸露失爆，确认没问题后才可以实施爆破作业，放炮前后应喷雾、洒水等。封孔深度要符合煤矿安全规程的要求，并使用合格的炸药，放炮前后要洒水和冲洗巷帮，掘进工作面实行放炮喷雾。矿井配有足够的爆破专

36、业人员，使用专用放炮器放炮，严禁使用固定母线，爆破工作面应备有放炮警示绳、牌等。放炮要严格执行“一炮三检”“三人连锁放炮”制度，班长、放炮员、瓦检员当班不许兼职，警戒设置距离、时间、瞎炮的处理符合煤矿安全规程规定。每放一次炮填写一次放炮日志，不准下班后一次总填写。7)掘进工作面局部通风机采用“三专、两闭锁”双风机、双电源自动切换供电方式。8)岩巷掘进遇到煤线或接近地质破坏带时,有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯,发现瓦斯大量增加或其它异状时,停止掘进,撤出人员,进行处理。9)为防止瓦斯灾害事故扩大，回风立井井口设置防爆门，以防瓦斯爆炸事故冲击波毁坏风机。井下建立完善的隔爆设施。10)入井人员戴安全帽

37、、随身携带自救器和矿灯，严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服，入井前严禁喝酒。11)井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火取暖。暖风道用不燃性材料砌筑，并应至少装设2道防火门。12)井筒与大巷的连接处及井底车场，主要绞车道与主要运输巷的连接处，井下机电设备硐室，都用不燃性材料支护。在井下和井口房，严禁采用可燃性材料搭建临时操作间、休息间。13)井下严禁使用灯炮取暖和使用电炉。14)井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。15)矿井配有专职瓦斯检查工。16)综采工作面采煤机，综掘掘进机配备有机载瓦斯断电仪。3.2.8临时停工点瓦斯管理矿井有因停电和检修主要通风机停止运转或通风

38、系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都经过通风、瓦斯检查人员检查,证实无危险后,方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内,都要检查瓦斯,只有瓦斯浓度符合煤矿安全规程的规定后,方可开启机电设备。临时停工的地点,不得停风;否则切断电源,设置栅栏,提示警标,禁止人员进入,并向矿调度报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%或其他有害气体浓度超过煤矿安全规程第100条的规定不能立即处理时,必须在24h内封闭完毕。局部通风机因故停止运转,在恢复通风前,由专职的瓦斯检查员检查瓦斯,只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦

39、斯浓度不超过0.5%时，方可由指定人员开启局部通风机。停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时,制定安全排瓦斯措施,报矿技术负责人批准。对停风巷道要及时密闭，并对挡风墙外的瓦斯浓度每班至少检查一次。对采空区要进行永久性密闭。3.2.9排放瓦斯的措施1)恢复已封闭的停工区或采掘工作面接近这些地点时,要事先排除其中积聚的瓦斯,排除瓦斯工作必须制定安全技术措施，排除瓦斯时不能一风吹。2)排出瓦斯过程中,排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%,且采区回风系统内必须停电撤人,其它地点的停电撤人范围应在措施中明确规定,只有恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度不超过1.0%和二氧化碳

40、浓度不超过1.5%时,方可人工恢复局部通风机供风、巷道内电气设备的供电和采区回风系统内的供电。3)恢复已封闭的停工水平或停工区，在恢复通风前,首先检查瓦斯,在瓦斯排放时，有救护队参与方可进行瓦斯排放。4)加强瓦斯管理工作，启封密闭、瓦斯排放、巷道贯通要认真制定专项措施，按规定审批并严格实施。通风设施设置要合理、可靠，定期检查和维护。加强盲巷和采空区密闭管理，坚决杜绝私自开启密闭行为。3.2.10掘进工作面与废弃巷道（古空区）贯通时安全组织措施1)掘进巷道掘至废弃巷道（古空区）一定安全距离时（综合机械化掘进巷道在相距50m前、其他巷道在相距20m前）必须停止掘进，做好探查废弃巷道（古空区）顶板、

41、积水、火情、瓦斯和有毒有害气体的检查工作，做好调整通风系统的准备工作。2)在探查废弃巷道（古空区）顶板、积水、火情、瓦斯和有毒有害气体的检查工作和做好调整通风系统的工作前必须制定专项的安全技术组织措施。探查废弃巷道（古空区）顶板、积水、火情、瓦斯和有毒有害气体的检查工作必须由专职救护队员进行。3)只有在经专职救护队员探查，废弃巷道（古空区）的顶板、积水、火情、瓦斯和有毒有害气体均在安全规定的范围内、不影响巷道的正常贯通，方可进行贯通工作。4)如经专职救护队员探查，废弃巷道（古空区）的顶板、积水影响巷道的正常贯通，必须先行组织加强支护和排水工作；如贯通巷道有火情，必须先行组织防灭火工作；如贯通巷

42、道瓦斯和有毒有害气体浓度超过规定，必须先行组织排放工作。在开始进行上述工作前，必须制定专项的安全技术组织措施并贯彻执行。排出瓦斯过程中,排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%,且采区回风系统内必须停电撤人,其它地点的停电撤人范围应在措施中明确规定,只有恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度不超过1.0%和二氧化碳浓度不超过1.5%时,方可人工恢复局部通风机供风、巷道内电气设备的供电和采区回风系统内的供电。5)掘进巷道贯通时，由专人在现场统一指挥，贯通的巷道必须保持正常通风，设置栅栏和警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，立即处理。炮掘工作

43、面每次爆破前，派专人和瓦检工共同到待贯通的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须停止掘进工作面的工作，然后处理瓦斯。只有在掘进工作面和待贯通巷道（古空区）的瓦斯浓度都在1.0%以下时，掘进的工作面方可进行正常贯通。贯通后，停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。3.2.11控制和消除引爆火源的措施严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。井下电气设备搬迁或检修前，必须切断电源，检查瓦斯，在回风顺槽风流中瓦斯浓度低于1%，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。本设计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

44、擅自开盖操作。井下携带式电气测量仪表，在瓦斯浓度符合煤矿安全规程的地点使用，并同时监测使用环境的瓦斯浓度。防止引爆火源措施：1)所有下井人员严禁携带烟草及点火物品，严禁穿化纤衣物入井，严禁在井下拆卸敲打矿灯。2)井下电器设备使用防爆、隔爆型电气设备。电气设备要有MA标志，杜绝失爆，经常检查电气设备金属面，表面温度不得大于75，井下变电所的漏电保护每日试验一次，煤电钻综合保护，坚持每班试验制度。井下电缆、风筒为不延燃型材料。3)坚持使用漏电保护及综合保护。严格按操作规程操作电气设备。井下动火、动焊，必须经上级主管部门批准，并有瓦斯检查员现场检查气体。4)掘进工作面临时采用爆破时采用毫秒爆破，炸药

45、选用煤矿安全炸药，爆破必须使用水炮泥。爆破及处理瞎炮必须按煤矿安全规程规定执行。5)密闭区、盲巷实行“三断”，杜绝杂散电流导入密闭区、盲巷。6)井下使用的棉纱布头和纸等，要存在盖严的铁桶内，不得乱丢乱放。严禁将剩油、废油洒在巷道内或硐室内。7)井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火炉取暖。暖风道和通风风硐必须用不燃性材料砌筑，并应至少设2道防火门。进风井井口设置防火门，一旦地面有火灾可及时关闭防火门，可避免地面火灾引入井下。8)井筒、井底车场，主要绞车道与主要运输巷、回风巷的连接处，井下机电设备硐室，主要巷道内带式输送机头前后两端各20m范围内，都用不燃性材料支护。9)井下严禁使用灯泡

46、取暖和使用电炉。10)井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次制定安全措施，并遵守下列规定：(1)指定专人在场检查和监督。(2)电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。上述工作地点应至少备有2个灭火器。(3)在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。(4)电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%，只有在检查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护

47、背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。(5)电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查1.0h，发现异状，立即处理。(6)煤层中未采用砌碹或喷浆封闭的主要硐室和主要进风大巷中，不得进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。3.2.12瓦斯监测监控系统在采掘工作面设置甲烷传感器，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面安全监测系统控制室，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。在采煤机上、掘进机上各安装机载式甲烷断电仪1个，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断采煤机、掘进机电源。3.2.13井下电气设备防爆措施1)井下电力网的短路电流小于其井下使用的控制用断路器的开断能力。2

48、)井下电气设备必须具有“产品合格证、防爆合格证、检验合格证”并选用带“MA”标志的产品。3) 井下主变电所、采区变电所10kV高压配电设备选用PJG-10矿用隔爆型高压真空智能型配电装置；变压器选用KBSG矿用隔爆型干式变压器；660V低压配电设备选用KJZ型矿用隔爆型智能化真空馈电开关；其它配电点及控制设备均为QBZ矿用隔爆型磁力起动器；照明灯具选用井下防爆型LED照明灯；通讯设备选用矿用防爆兼本安型设备。 各掘进工作面局部通风机采用“三专、两闭锁”双电源连续供电方式，井下所有电动机控制设备，采用真空磁力起动器。井下供电网络为中性点不接地系统。由地面变电所至井下主变电所及采区变电所的电缆线路

49、上均设有零序电流互感器和相应的漏电保护装置；井下主变电所的高压出线回路上装有高压漏电保护装置；井下变电所及采区变电所至移动变电站的10kV线路的漏电和绝缘检测，由MYPTJ-6/10矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆，通过矿用隔爆型高压真空配电装置内的检漏保护和绝缘监视保护装置实现。低压馈出路均装设有选择性漏电保护装置，能自动切断漏电的馈电线路。每天必须对低压检漏装置的运行情况进行1次跳闸试验。电机均选用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。电钻选用矿用隔爆电钻综合保护装置，设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动或

50、停止电钻的功能。每班使用前，必须对煤电钻综合保护装置进行1次跳闸试验。井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。工作面搬迁或检修前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，在用与电源电压相适应的验电笔检验，检验无电后，方可进行导体对地放电。所有开关设备的闭锁装置能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。操作井下电气设备应遵守下列规定：(1)非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备。(2)手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好绝缘。(3)

51、井下不准拆卸矿灯。井下普通型携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度1%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。为防止静电产生的电火花引起瓦斯、煤尘爆炸，主要采取以下措施：(1)保护接地，将带电物体上产生的静电荷通过接地导线引入大地，避免出现高电位，减少物体对地的电压差。(2)加静电剂或导电填料，在矿井中使用抗静电管材。(3)增加作业空间的湿度。本矿井井下供电系统为中性点不接地系统。为了安全，在井下装有电气设备的硐室、低压配电点或装有3台以上电气设备的地点等处，均设局部接地极，在中央水泵房的主、副水仓中各设1组3000mm×500mm×5mm主接地极，有固定设备的硐室、移动

52、变压器、高低压配电点及高压动力电缆铠装电缆接线线盒等地均设局部接地极。所有电气设备的保护接地装置(包括电缆的铠装、接地芯线等)和局部接地装置，均同主接地极相连接，以形成总接地网，其接地电阻不大于2。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1。4)矿井因停电和检修，主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏后，矿方必须制定恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，证实无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，符合煤矿安全规程的规定后，方

53、可启动机电设备。总之，矿井在生产和建设过程中，要对瓦斯引起高度的重视，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。3.2.14地面储、装、运等辅助生产系统防爆措施为改善工作环境，防止筒仓内发生煤尘和瓦斯爆炸，在每个筒仓顶部设两台CDZ型低噪声轴流风机，并安装全自动瓦斯监控探头。地面生产系统的各转载点和装车点均安设喷雾洒水装置，以降尘和防止煤尘浓度超限，引起煤尘爆炸，在储煤场设喷雾洒水装置。3.3隔爆措施本矿井为瓦斯矿井，设计井下巷道设置隔爆水棚，对井下瓦斯、煤尘爆炸进行隔爆。隔爆水棚设置详见5.6设计内容。3.4瓦斯抽采据国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局2

54、011年颁发的煤矿安全规程第145条之规定，该矿井型为0.90Mt/a，矿井绝对瓦斯涌出量小于25m3/min，故该矿暂时不设计矿井瓦斯抽采系统。为确保安全生产，在开采时密切注意高瓦斯区的存在，并采取相应的防范措施。3.5防突措施根据地质报告及本矿井的开采情况，尚未发现瓦斯和二氧化碳突出现象，但矿方仍不可对此掉以轻心，应加强监察监测工作，发现情况及时上报主管部门。3.6瓦斯检测仪器、设备配置表3-6-1 矿井瓦斯及其它气体检测仪器、设备配置一览表 序号设备名称型号单位数量备注1光干涉式甲烷测定器AQG-1台82瓦斯检测仪校正仪AQJ-2A台23便携式甲烷检测仪JCB-4J1台604便携式甲烷检

55、测报警仪JCB-C55台305甲烷、氧气两参数检测仪CZ4/25(A)台206瓦斯报警矿灯KSW10F(A)台127一氧化碳检测仪MYJ-1台88气体仪表校准仪BGQ-1台39矿用隔爆型电缆硫化热补器BAR2-127/1.4台210采煤机瓦斯断电控制仪AQD-1台211瓦斯标准气样检测装置LKH101套24.矿井通风4.1通风系统1)矿井通风方式和通风方法矿井通风方式为机械抽出式。根据井田开拓布置，矿井通风系统为中央分列式，采用主斜井、副斜井和行人斜井进风，回风立井回风，主通风机采用抽出式的通风系统,局部通风采用局部通风机压入式通风。2)矿井进回风井数目及位置、功能、服务的范围及时间矿井移交生

56、产及达到设计生产能力时，共布置有3个进风井，1个专用回风井,即主斜井、副斜井和行人斜井进风，回风立井回风。主斜井、副斜井、行人斜井均服务于全井田，服务年限为22.2a；回风立井服务年限为15.1a。副斜井、行人斜井、回风立井均为矿井的安全出口。利用原王和煤矿的回风斜井作为开采井田北部煤层的回风斜井，服务年限为7.1 a。通风系统立体图详见图4-1-1、图4-1-2，通风网络详见图4-1-3。3)自然风压对矿井通风系统的影响根据煤炭工业矿井设计规范(GB50215-2005)第7.1.7条规定，进、出风井井口的标高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同但井深400m以上，宜计算矿井的自然风压

57、。本矿井主斜井井口标高为+1464.874m，副斜井井口标高为 +1472.871m，行人斜井井口标高为 +1472.871m，回风立井井口标高为+1548.10m，进、出风井井口的最大标高差为83.226m，在150m范围以内; 主斜井垂深112.38m，副斜井垂深181.18m，行人斜井垂深154.48m，回风立井垂深361.5m，垂深均小于400m，因此本矿井不需要计算矿井的自然风压。4.2矿井风量、负压及等积孔1)矿井需风量计算及风量分配根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2011年颁发的煤矿安全规程第103条规定和中华人民共和国安全生产行业标准AQ1056-2008煤矿通风能力核定标准规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：(1)按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。Qra=4NKaq式中:N井下同时工作的最多人数,人；4井下每人每分钟供风标准,m3/min；K a