云南某煤矿102采区方案文本设计

表4－4－1XX煤矿102采区通风风压计算表（容易时期）风路井巷名称支护方式阻力系数α井巷长度(m)断面净周长(m)净断面S(m2)风阻(N·S2/m8)风量Q(m3/s)风速V(m/s)风压h(Pa)备注编号起止点井巷合计调整后实际允许10-1主平硐砌碹、架棚0.011888.955.260.11562224.2855.96602巷（外段1）砌碹0.00443310.6246.350.00602223.582.9221-3602巷（外段2）砌碹0.004428310.6246.350.05167182.83616.7433-4602巷（中段）砌碹0.004416810.6246.350.0306717.22.769.0744-7602巷（里段）砌碹0.00443010.6246.350.0054815.22.461.27皮带上山（下段）锚喷0.0119469.25.280.0342115.22.90.25～67.9057-17125a04进风联络巷及运输巷锚喷0.00841858.84.80.1236511.22.30.25～415.51617-18125a04联络巷锚喷0.0084208.84.80.013377.21.50.25～40.69718-19125a04刮板机巷（里段）锚喷0.0084878.84.80.058153.20.70.25～40.60819-16125a04采煤工作面单体0.004566.57.342.620.122136.42.40.25～45.00125a04回风巷锚喷0.00842308.84.80.153736.41.30.25～46.30916-6102采区轨道上山（下段）锚喷0.01191769.25.280.130915.22.90.25～630.24106-5102采区回风斜石门锚喷0.0119589.25.280.0431417.23.3612.76102采区回风巷锚喷0.00842129.25.280.111317.23.3632.93115-2604巷锚喷0.00842389.25.280.12495183.4640.48122-20原采区回风巷金支梯形0.01082208.324.30.24864225.18120.34回风井砌碹金支0.012008.324.30.20929225.115101.30小计1.58293460.01局部阻力（10%）46.00总计506.01表4－4－2XX煤矿102采区通风风压计算表（困难时期）风路井巷名称支护方式阻力系数α井巷长度(m)断面净周长(m)净断面S(m2)风阻(N·S2/m8)风量Q(m3/s)风速V(m/s)风压h(Pa)备注编号起止点井巷合计调整后实际允许10-1主平硐砌碹、架棚0.011888.955.260.11562224.2855.96602巷（外段1）砌碹0.00443310.6246.350.00602223.582.9221-3602巷（外段2）砌碹0.004428310.6246.350.05167203.1620.6733-4602巷（中段）砌碹0.004416810.6246.350.0306719.63.1611.7844-7602巷（里段）砌碹0.00443010.6246.350.0054818.62.961.89皮带上山（下段）锚喷0.01191699.25.280.125718.63.50.25～643.4957-7'皮带上山（中段1）锚喷0.0119209.25.280.014889.21.70.25～61.2667'-10皮带上山（中段2）锚喷0.0119239.25.280.017118.81.70.25～61.32710-12皮带上山（中段3）锚喷0.0119579.25.280.042398.41.60.25～62.99812-13125a01进风联络巷锚喷0.0084578.84.80.03815.61.20.25～41.19913-17125a01运输巷锚喷0.00842928.84.80.195175.21.10.25～45.281017-18125a01联络巷锚喷0.0084208.84.80.013373.60.80.25～40.171118-19125a01刮板机巷（里段）锚喷0.0084578.84.80.03811.60.30.25～40.10续表4-4-21219-16125a01采煤工作面单体0.0045737.342.620.134073.21.20.25～41.37125a01回风巷锚喷0.00843618.84.80.241293.20.70.25～42.471316-15102采区轨道上山（上段）锚喷0.0119879.25.280.064715.21.061.751415-14102采区轨道上山（中段3）锚喷0.0119249.25.280.017857.61.461.031514-11102采区轨道上山（中段2）锚喷0.0119739.25.280.054298.41.663.831611-8102采区轨道上山（中段1）锚喷0.0119239.25.280.0171112.82.462.80178-6102采区轨道上山（下段）锚喷0.01192779.25.280.2060218.63.5671.28186-5102采区回风斜石门锚喷0.0119589.25.280.0431419.63.7616.57102采区回风巷锚喷0.00842129.25.280.111319.63.7642.76195-2604巷锚喷0.00842389.25.280.12495203.8849.98202-3原采区回风巷金支梯形0.01082208.324.30.24864225.18120.34回风井砌碹金支0.012008.324.30.20929225.115101.30小计2.1669322564.50局部阻力（10%）56.45总计620.95第五章采区主要设备选型第一节矿井通风设备一、设计依据1、矿井总风量：Q=22m3∕s。2、负压：容易时期(12504工作面生产时):H1=506.01Pa困难时期(125a01工作面生产时):H2=620.95Pa3、中央并列式通风。4、低瓦斯矿井。二、通风机风量和风压的计算1、通风机风量Q扇=1.15×22＝25.3≈26（m3∕s）2、通风压力通风机静压:容易时期:H1静=506.01+150=656.01（Pa）困难时期:H2静=770.95+150=770.95（Pa）三、电动机功率计算P=1.15QH/（1000η）式中：P——主要通风机电机功率，kw；Q——主要通风机需风量，m3/s；H——主要通风机静压，Pa；η——电动机工作效率，取80%。容易时期：P=1.15×26×656.01/(1000×0.8)=24.52（kw）困难时期：P=1.15×26×770.95/(1000×0.8)=28.81（kw）四、预选风机按H、Q参数初选FBCDZ―6―№14(LP)型节能防爆抽出式对旋轴流主通风机，配用配套电机2×18.5kw。五、通风工况点按通风方程式H=RQ2求风路特性曲线：容易时期：H1=1.58293Q2；困难时期：H2=2.16693Q2。与FBCDZ―6―№14(LP)型通风机性能曲线的交点：容易时期工况点M1：Q=26m3∕s，H=1070.1Pa，η=0.75～0.8，α=-5°。困难时期工况点M2：Q=26m3∕s，H=1464.8Pa，η=0.83（效率最佳），α=0°。风机特性曲线见图5-1-1。六、确定电机功率电机选用通风机的配套电机，电机型号：YBF2-200L1-6电机功率：2×18.5kw。七、主要通风机选型根据以上计算及预选，主要通风机选型为FBCDZ―6―№14(LP)型防爆节能抽出式对旋轴流式主通风机，其技术特征：通风机压力H=430～2035Pa，流量Q=18～46m3∕s，功率2×18.5kw，共选用2台，其中一台工作，一台备用。风机使用过程中，如需改变井下风流方向，只需将电机换相反转，即可达到反风目的，反风量可达60%以上。此外可根据实际需要风量采取开一级或两级电机调整总风量及负压，也可以通过调整叶片角度即可改变通风风量及负压。在通风容易时期，只需开一级即可满足矿井通风需要，具有灵活的风量变化效果，能起到很好的节约用电作用。该矿井原在用风机为FBCZ№11-37型防爆轴流式通风机，二台，一台工作，一台备用。风量15.07～29.35m3/s，负压351-1638pa，电机功率37kw。故XX煤矿102采区在开采125a01采煤工作面和准备12503备采面进行掘进时期,建议该矿井主通风机更换为本设计所选风机。第二节采区轨道上山提升设备一、设计依据提矸量:17.03kt/a。车场形式:上、中、下部甩车场。车场长度:20m。散矸容量:1.8t/m3。提升容器:提矸KFU0.75-6矿车。工作制度：年工作日330天，最大班提升时间4.98h二、设备选型计算1、提升量最大班提矸量:17.2t2、矿车装载量最大装载量:0.75m3,最大装矸量1.35t。有效装载量:0.64m3，有效装矸量1.2t。3、提升机的选择经计算轨道上山选用JT-1.0×0.8/30型提升机,主要技术参数如下:卷筒直径:1.0m，卷筒宽:0.8m。卷筒个数:1个，最大静拉力:18kN。最大提升速度:1.8m/s4、钢丝绳的选择选用GB1102-74绳6×19股（1+6+12）-9.3-1550圆股绳纤维芯钢丝绳，主要参数如下：钢丝绳直径：9.3mm，钢丝绳重量：0.3045kg/m。钢丝绳公称抗拉强度：1550MPa。钢丝绳破断拉力总和：41.5kN。提矸矿车数量：1辆，安全系数：20.96。最大设备提升安全系数：16.6提升最大静拉力1979.25N﹤18000N钢丝绳在滚筒上缠绕三层，满足【煤矿安全规程】的规定。5、天轮的选择在井下提矸运料，无须选择天轮。6、电动机的选择选用防爆电动机，型号：YB200L-6，22kw，980r/min，660V。三、提升时间：轨道上山绞车最大班提升时间为17928S，即4.98h，详见表5-2-1。轨道上山最大班提升时间平衡表表5-2-1提升项目提升量一次提升量实际提升次数一次提升时间（S）提升时间（S）矸石17.21.2146649296材料56643320设备1664664炸药1664664其他66643984第三节采区排水设备XX县XX煤矿平硐标高+1851m、暗斜井下标高+1821m、正常涌水量为3m3/h；最大涌水量为15m3/h；正常涌水量和最大涌水量天数分别为183天和182天，矿井水呈弱酸性。按最大涌水量和正常涌水量计算水泵的排水能力、扬程、级数。最大涌水时水泵必须的排水能力2、正常涌水时水泵必须的排水能力水泵的扬程估算式中：Hg——水泵的扬程估算（m）K——管路损失系数。因倾角为3º20′，所以K=1.3。HP——排水高度（m）。Hx——吸水高度（m）一般取3～5m取4m水泵的型式、级数及总台数的确定根据计算所得流量和扬程Hg,矿井水为弱酸性，初选MD25-30×3型水泵，该泵额定流量为25m3/h,额定扬程30m×3=90m，汽蚀余量（最大允许吸上真空高度）HS为2.2m.根据计算决定采用3级水泵，正常涌水量时,一台备用,一台检修,一台工作,最大涌水量时一台备用,二台工作。故选用三台MD25-30×3型电机功率为15kw离心泵。管路的选择计算1、排水管趟数的确根据设计原则，确定设置二趟管路。一趟工作，一趟备用管材的选择根据排水要求，以及矿井排水具体情况，确定选用焊接钢管管径的计算1）排水管管径的选择因式中：Qn——所选水泵的额定流量25m3/h。Vp——排水管中水的流速（1.5～2.2m/S）根据数据查机械手册，选用内径dp=75mm的焊接钢管作为排水管。2）吸水管管径的确定式中：Qn——所选水泵的额定流量25m3/h。VX——排水管中水的流速（0.8～1.2m/S）根据数据查表，确定选用内径为100mm的焊接钢管作为吸水管管壁厚度的计算式中：δ——管壁厚度，mmDp——标准管内径，mmP——水管内部工作压力，P=1.079HgN/cm2Hg——测地高度（吸水面到排水口的实际高度）=30mσ——管材许应压力，无缝管σ=78.48N/mm2，焊接管σ=58.86N/mm2。C——附加厚度，取C=1mm。故决定选用外径为83mm，壁厚4mm,内径为75mm的焊接钢管为排水管。选取外径为108mm，壁厚为4mm，内径为100mm的焊接钢管吸水管。三、水流速度的计算：1、排水管流速的计算符VP=1.5～2.2m/s的要求2、吸水管流速的计算符合Vx=0.8～1.2m/s的要求四、校验计算1、排水时间的效验正常涌水量时水泵每天工作小时数小时式中：TH——正常涌水量时水泵每天工作小时数QH——正常涌水量（m3/h）ZH——正常涌水量时工作水泵的台数QM——水泵的额定流量（m3/h）最大涌水量时水泵每天工作小时数小时式中：Tmax——最大涌水量时水泵每天工作小时数Qmax——最大涌水量（m3/h）Zmax——最大涌水量时工作水泵的台数Qmax——水泵的额定流量（m3/h）所以：正常涌水时一台水泵工作；最大涌水时二台水泵工作均符合要求。五、电机容量的计算式中：ND——电机容量kwK——需用系数，取1.5r——矿井水密度1020kg/m3Qm——水泵额定排水量25Hm——水泵的扬程90m——电网效率一般取0.95～0.98——传动效率直接联时取1，联轴节连时取0.95～0.98故选Nd=15kw的水泵电机和水泵配套。102采区的涌水汇聚102采区水仓，经排水泵抽入排水管，通过排水管沿602巷、主平硐直接排到地面。排水系统示意图详见J17001－178－1。第四节采区压缩供风设备一、设计依据1、本采区掘进工作面配备的风动工具详见表5-4掘进工作面耗风设备汇总表表5-名称型号耗风量(m3/min)压力(MPa)数量(台)备注风动凿岩机ZY242.80.4-0.632合计5.622、根据国家安全生产监督管理总局安监总煤行〔2007〕167文件的要求，各煤矿必须建立压风系统，并且空压机必须安装在地面，形成由地面供风的压风系统。故本设计在地面设空气压缩机房；同时由于本矿井为低瓦斯矿井，为了煤矿生产的安全，本设计为采区考虑了压风自救系统，压风自救系统每人需风量取0.1m33、井下最大班下井人数为45人。二、空压机设备选型1、空压机供气量的确定(1)井下用风设备需风量根据同时用风设备的情况：式中：—沿管路全长的漏风系数，取1.1～1.2；—机械磨损耗气量增加系数，取1.1～1.15；—海拔高度修正系数，当海拔高度不大于1000m时取1，当海拔高度大于1000m时，每增高100m系数增加1％；—用气量最大班次内，同型号风动工具的台数；—风动工具的耗气量；—同型号风动工具同时工作系数。(2)压风自救系统需风量QZ＝Q人×N××＝0.1×45×1.1×1.1＝5.5m3/min式中：Q人—压风自救每人每分钟需风量，按防突规定不小于0.1m3/min.N—井下最大班下井人数，45人。其余符号同前。2、空压机出口压力确定式中：—风动工具中所需最大的额定压力，MPa；—压气管路中最远一路的压降，估算时可取每公里管长压降为0.03～0.04，MPa；0.1—《煤炭工业矿井设计规范》规定的用气地点压力高于风动工具额定压力0.1，MPa。3、压风设备确定根据计算选用VF-10/7型空气压缩机2台，1台工作，1台备用，空气压缩机的技术特征为：排气量为10m3/min，排气压力为0.70MPa，电机功率55kW。三、供气管道1、主管选择式中：—通过该管段的空气体积流量，m3/min；—选径管长，m。取800m根据计算，压缩空气主管选用φ83×4.0的无缝钢管。2、掘进工作面支管选择根据计算，掘进工作面支管选用φ57×3.5的无缝钢管。压风供气最大距离约1500m，气压0.80MPa，经计算，供气主管道选用φ83×4mm无缝钢管。管道沿主平硐、602巷敷设至102采区皮带运输机上山。支管道57×3.5mm无缝钢管沿102采区皮带运输机上山铺设至各掘进工作面及采煤工作面运输、回风巷。在回采工作面、掘进工作面巷道每隔100米躲避硐室处设置一组出口闸阀及减压阀作为抗灾时用风。压风系统示意图详见J17001－201－1。第五节瓦斯抽放设备一、瓦斯等级鉴定情况根据XX煤矿现场实测，102采区最大相对瓦斯涌出量7.83m3/t，采区年产50kt时，预计采区绝对瓦斯涌出量q采区=200×7.83/1440≈1.08m3/min，最大相对二氧化碳涌出量为4.25m3/t、最大绝对二氧化碳涌出量为0.59m3/min，预测为低瓦斯矿井。二、瓦斯抽放的必要性本矿属低瓦斯矿井,根据《煤矿安全规程》及国家行管政策之规定，低瓦斯矿井不需建立和安装瓦斯抽放系统。

第六章采区消防及防尘第一节采区消防及防尘现状一、设计依据根据《煤矿安全规程》规定、采矿工程设计手册、XX煤矿已有的消防尘水池及消防尘系统、102采区的采掘工程设计布置而进行102采区消防及防尘设计。XX煤矿此前已建立了地面和井下防尘供水系统，102采区严格按照“XX煤矿102采区防尘系统示意图J17001-167-1”的要求建立符合安全生产条件的消防及防尘洒水系统即可。采区内各煤层各采掘工作面不同的生产阶段必须严格按《煤矿安全规程》和有关要求对照“XX煤矿102采区防尘系统示意图J17001-167-1”的要求建立和完善井下消防及防尘洒水系统。二、消防、防尘范围以上建筑物的设计及建筑材料均能满足其火灾危险性及其耐火等级要求；其周围均必须设有消防通道，其间距都能满足消防要求，且通道均相互连通，为及时扑灭火灾提供方便。并在这些场所设置消防管道好消防栓，配置足够的灭火器和灭火沙箱。井下：采掘工作面及其运输回风巷、井下所有机电（电气）设备硐室、采区进回风大巷、采区运输及回风石门、采区上山（尤其是皮带机上山）、车场、溜煤眼、煤仓等处。三、消防、防尘给水1、消防、防尘用水水源消防尘用水水源取自地表泉水，作为矿井生产、生活和消防尘永久供水水源。同时，经处理后的井下水也作为消防尘用水水源的补充，能满足消防尘用水需要。2、消防防尘水池容量及消防尘给水系统使用原已建造好的消防尘水池和已有的防尘管路安装完善井下及地面消防尘系统，消防尘水池必须符合相关标准要求，有足够的水量和压力，选择合适的主管路，满足消防尘的需要。102采区的消防防尘系统由602巷接入，选择DN25焊接钢管作为102采区内供水主管路，分别到达皮带机运输上山的皮带机尾和轨道上山上部，然后选用DN20焊接钢管分别接到各消防尘用水地点。第二节消防及防尘洒水设施1、在采煤工作面的回风巷中部、皮带机运输上山的皮带机尾和机头附近各设一个SN50消火栓，供发生火灾时消防使用。2、在102采区轨道上山绞车房、皮带机头、机尾附近各设3个干粉灭火器及灭火沙箱。3、在刮板运输机转载点、皮带机转载点、煤仓溜煤眼卸载点、其他转载点设置喷雾洒水装置，在煤电钻、岩石电钻作业场地设置至少带有一个喷头的洒水软管，在采煤工作面上下巷道距离工作面一定的位置安设带有喷头的能覆盖整个采煤工作面的防尘软管。在采区和部分运输巷道和回风巷道设喷雾洒水水幕装置，在每一个掘进巷道和采煤工作面的回风巷道内设置两组防尘水幕消除采掘面爆破后的烟尘。喷雾洒水装置至少有一个喷头，防尘水幕由多个喷头组成，必须雾化好并能遮盖巷道全断面，防尘喷头建议选用武安—4型。防尘水幕和喷雾洒水装置采用手动控制，采煤工作面回风巷、采区回风巷、掘进巷道防尘水幕由当班瓦检员在放炮时打开，在炮后关闭；采掘工作面防尘洒水软管由当班班长负责使用，在放炮前后进行冲洗煤壁巷帮；各运输巷水幕、各转载点及卸载点的喷雾洒水装置由当班运输工和皮带机司机及刮板运输机司机负责使用，在出煤运输时进行喷雾洒水降尘。4、在采煤工作面的进、回风巷和掘进工作面各安设一个注水针，以方便注装水泡泥。5、在602巷、皮带运输机上山、轨道上山、102采区回风巷和604巷、主要进回风巷消防尘管路每隔100m6、该矿井只进行过C6a煤层的煤尘爆炸危险性和自燃发火倾向性鉴定，煤尘无爆炸危险性，煤层属不易自燃煤层，未对C5a和C5b煤层进行鉴定。为安全起见，在125a01采煤工作面回风巷和皮带运输机上山中部分别设置一组隔爆水袋棚。125a01回风巷隔爆水袋棚安设在距工作面60—160米的位置，皮带运输机上山隔爆水袋棚安设在上山中部。水袋选用GBSD—40型，每组水袋棚总水量为1600升（40个水袋），水袋棚设置长度不小于20米，水袋棚间排拒为1.2—3米，水袋棚能遮盖巷道全断面，水袋棚及其前后20米范围内巷道必须保持基本一致。以上设施布置情况详见“XX煤矿102采区防尘系统示意图J17001—167—1”。7、根据XX煤矿相邻的福石煤矿的“自燃倾向性和煤层煤尘爆炸性”鉴定情况，建议XX煤矿按自燃危险矿井进行管理，建议XX煤矿建立以黄泥灌浆为主加一种化学阻化剂为辅的防灭火系统。根据实际情况，化学阻化剂建议选用石灰乳液或冶炼厂的氯化铝废渣。

第七章采区供电、通讯照明、安全监控系统第一节采区供电系统一、供电电源102采区的电源来自地面配电室。供井下局扇、回采工作面、掘进工作面、水泵和轨道上山绞车的馈电开关（型号：KBZ9-400）编号是110、111、112、113、210、310、320二、电力负荷设备总容量：595.8kw。设备总台数：26台。设备工作容量：534.6kw。设备工作台数：23台。电力负荷统计表表7-1-1序号用电设备名称电压数量（台）设备容量（kw）需用系数（KX）cos￠总的工作的总的工作的1轨道上山绞车6602244440.82乳化泵6602130300.83采煤工作面煤电钻127212.41.20.84掘进工作面探水钻660222×42×40.85局扇660222×112×110.776掘进工作面煤电钻127222×1.22×1.27采煤工作面606661801800.58皮带运输机6602297979提升绞车66022444410排水泵660421045211回柱绞车660111717合计2623595.8534.6三、102采区供电电压660V、127V两种电压等级。从地面专供井下的低压配电室馈出四趟线路沿主平硐、602机巷、102采区轨道上山、125a01进风巷(125a03进风巷)敷设:1、110号馈电开关馈出MY-3×120+1×35型矿用橡套软电缆1060m沿主平硐、602机巷、102采区轨道上山、125a01进风巷、125a01机巷供125a01采煤工作面用电。2、110号馈电开关馈出MY-3×70+1×25型矿用橡套软电缆1170m沿沿主平硐、602机巷、102采区轨道上山至102采区绞车硐室供皮带运输机及提升绞车用电。3、310号馈电开关馈出MY-3×35+1×10型矿用橡套软电缆900m沿主平硐、602机巷、102采区轨道上山125a01机巷（运输巷）掘进工作面用电，采用三专两闭锁即“专用变压器、专用线路、专用开关，掘进工作面的用电设备实行风电闭锁和瓦斯闭锁”。4、210号馈电开关馈出MY-3×50+1×16型矿用橡套软电缆760m沿主平硐、602机巷至井下102采区水泵硐室供水泵用电，采用专用线路及备用线路供电，即双路供电。井下设备用电电压660V，煤电钻、岩石电钻用电电压127V。井下低压开关根据安监总规划【2006】146号和安监总煤装【2008】49号文件关于发布《禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录》的通知的基础上进行选择的。低压真空馈电开关选择KBZ9-400(200)、真空磁力启动器选用QBZ系列，低压馈出线实现短路、漏电、接地、失压等保护。动力电缆选用MY系列。通信电缆选用MHYVR系列。详见供电系统图J17001-203-1。第二节采区通讯照明系统一、采区通讯1、外部通讯本矿地面对外通讯采用移动通信，未安装固定电话，建议煤矿至少安装两部程控电话保障对外通信。2、内部通讯根据煤炭工业《矿井设计规范》的规定，结合地区和本矿的具体情况，宜将行政通讯与调度通讯合一，在井口办公室设置一台TC-416型16门程控交换机。地面共设置6部电话机，分设在调度室、通风机房、矿长办、抽风房、炸药库、等部门。井下共设置10部本安型自动电话机，分别安设在采煤工作面、、各掘进工作面、102采区绞车硐室、1号皮带机头、轨道上山下部车场等地点。下井电缆采用MHYVR-10×2×1×7×0.28矿用通讯电缆沿主平硐敷设至井下。通讯系统见示意图J17001-180-1。二、采区照明根据煤矿安全规程第四百七十三条的规定和井下的实际情况，分别在下列地方设置照明：皮带机头、及平硐、暗斜井、绞车硐室、102采区车场及102采区水硐室设置、溜煤眼、设置照明。井下照明综保型号采用BZZ-2.5，防爆荧光灯型号采用PGG20/127YD。由于井下照明电压为127照明负荷不大，电缆采用型号为MY-3×2.5＋1×2.5的阻燃电缆。井下照明系统已在供电系统中标明。102采区的井下照明配置见XX县XX煤矿供电系统示意图（J17001-203-1）。第三节安全监控系统XX煤矿为低瓦斯矿井，现有一套KJ102N型安全监控系统，并设有井下监控分站，配置了部分传感器。在矿井地面设置了监控中心站，监控中心站配置主、辅监控主机各一台套，并可根据需要在矿各相关办公室配置监控终端。矿井安全监控系统必须按要求与有关部门和管理机构联网。就已有的监控系统，建议选用KJ102N型监控分站和各种传感器，对不足的监控分站及传感器，按本设计要求购置配齐，并按20%的备用量配置。为方便安装使用和管理，建议购买“8模8开”接口的监控分站。一、采煤工作面传感器选型及配置125a01采煤工作面：设置瓦斯（CH4）传感器3个（（T0、T1、T2））,温度传感器1个(Wd),一氧化碳（CO）传感器1个(Yh)，烟雾传感器1个（Yw），断电开关1台，配置1台监控分站。结合采区的供电设计，该监控分站设于皮带运输机上山机尾新鲜风流中。二、掘进工作面传感器选型及配置1）125a03刮板机巷掘进工作面：设置瓦斯传感器2个(T1、T2)、风筒传感器1个（Ft）、局部通风机开停传感器1个(Kt)，断电开关1台，配置1台监控分站，该监控分站设于125a03进风联络巷风机附近的新鲜风流中。2）125a03运输巷掘进工作面：设置瓦斯传感器2个（T1、T2）、风筒传感器1个（Ft）、局部通风机开停传感器1个(Kt)，断电开关1台，监控分站与125a03刮板机巷共用一台。因该矿井属于低瓦斯矿井，根据《煤矿安全规程》的规定对各采掘工作面只需设置一个瓦斯传感器即可，但为了加强瓦斯管理，对采煤工作面上隅角及回风巷分别增设一个瓦斯传感器，对各掘进工作面回风流增设一个瓦斯传感器，瓦斯传感器选用低浓度（0—10%）的。三、在主平硐硐口20米以里及风井总回风测风站分别设置风速传感器1个（Vs）；在风井总回风测风站设置瓦斯传感器（CH4）1个（Tz）、一氧化碳(CO)传感器1个（Yh）,温度传感器1个（Wd）,对602巷的皮带机安设皮带机开停传感器1个（Kt）,共用一个监控分站，监控分站设在602联络巷风门以外的新鲜风流中。四、在皮带运输机上山皮带机尾安设烟雾传感器1个（Yw），与125a01采煤工作面共用一台监控分站；在102采区水仓设置水位传感器1个（Sw），水泵开停传感器2个（Kt1、Kt2），在皮带运输机上山安设皮带机开停传感器1个（Kt），在102采区回风巷安设瓦斯传感器（CH4）1个（Tc），与602联络巷监控分站共用一台。五、各组风门各设风门开闭传感器2个（Kb1、Kb2），其中125a01刮板机巷（外段）及125a01运输机巷（外段）的风门开闭传感器与125a01采煤工作面监控分站共用一台，125a03刮板机巷（外段）、125a03运输机巷（外段）的风门开闭传感器与125a03刮板机巷掘进工作面监控分站共用一台,602联络巷风门开闭传感器和轨道上山底部车场风门开闭传感器与602联络巷监控分站共用一台。六、对主通风机安设负压传感器1个（Hf），安设主通风机开停传感器2个（Kt1、Kt2）,对风井人行风门安设开闭传感器2个（Kb1、Kb2），共用一台监控分站，监控分站设在主扇风机房内。各种传感器数量及安设情况详见“XX煤矿安全监控系统示意图（J17001—174—1）。该安全监控系统实际需要：监控分站4台（Fx）、瓦斯(CH4)传感器9个（Tx）、一氧化碳（CO）传感器2个（Yh）、风速传感器2个（Vs)、温度传感器2个(Wd)、烟雾传感器2个（Yw)、设备开停传感器8个（Kt)、风筒传感器2个（Ft）、负压传感器1个（Hf）、水位传感器1个（Sw）、风门开闭传感器14个（Kb），需要主信号线1300米、传感器信号线8770米。甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围和其他各类传感器装备量及安设地点见“表7-3-1”。XX煤矿102采区安全监传感器布置表表7－3－1序号传感器编号安装地点及名称报警浓度（％CH4）断电浓度（％CH4）断电范围复电浓度（％CH4）1Kb1、Kb2602联络巷风门开闭传感器2Kb1、Kb2轨道上山底部车场风门开闭传感器3Kb1、Kb2125a03运输巷外段风门开闭传感器4Kb1、Kb2125a03刮板机巷外段风门开闭传感器5Kb1、Kb2125a01运输巷外段风门开闭传感器6Kb1、Kb2125a01刮板机巷外段风门开闭传感器7Kb1、Kb2风井人行风门开闭传感器8Hf主通风机负压传感器9Kt1、Kt2主通风机开停传感器10Kt1、Kt2102采区水泵开停传感器11Kt602巷皮带机开停传感器12Kt皮带运输上山皮带机开停传感器13Kt125a03运输巷局部通风机开停传感器14Kt125a03刮板机巷局部通风机开停传感器15Sw102采区水仓水位传感器16Yw皮带运输上山机尾烟雾传感器17Yw12501采煤工作面回风巷烟雾传感器18Vs风井总回风测风站风速传感器19Vs主平硐风速传感器20Wd风井总回风温度传感器21Wd125a01采煤工作面回风巷温度传感器22Yh风井总回风一氧化碳(CO)传感器23Yh125a01采煤工作面回风巷一氧化碳(CO)传感器24Tz风井总回风瓦斯（CH4）传感器≧0.725T0125a01采煤工作面上隅角瓦斯（CH4）传感器T0≧1.0T0≧1.5工作面及其回风巷内所有非本质安全型电气设备T0＜1.026T1125a01采煤工作面瓦斯（CH4）传感器T1≧1.0T1≧1.5工作面及其回风巷内所有非本质安全型电气设备T1＜1.027T2125a01采煤工作面回风流瓦斯（CH4）传感器T2≧1.0T2≧1.0工作面及其回风巷内所有非本质安全型电气设备T2＜1.028T1125a03刮板机巷掘进工作面瓦斯（CH4）传感器T1≧1.0T1≧1.5掘进巷道内所有非本质安全型电气设备T1＜1.029T2125a03刮板机巷掘进工作面回风流瓦斯（CH4）传感器T2≧1.0T2≧1.0掘进巷道内所有非本质安全型电气设备T2＜1.030T1125a03运输巷掘进工作面瓦斯（CH4）传感器T1≧1.0T1≧1.5掘进巷道内所有非本质安全型电气设备T1＜1.031T2125a03运输巷掘进工作面回风流瓦斯（CH4）传感器T2≧1.0T2≧1.0掘进巷道内所有非本质安全型电气设备T2＜1.032Tc102采区回风巷瓦斯（CH4）传感器≧1.0≧1.0采区回风巷内所有非本质安全型电气设备＜1.033Ft125a03刮板输送机巷掘进工作面风筒传感器33Ft125a03运输机巷掘进工作面风筒传感器

第八章采区灾害防治第一节采区安全出口设置与保证措施一、采区安全出口设置本采区根据开拓的具体布置，分别有运输上山、轨道上山两个安全出口通往主平硐和回风井，井口安全出口间的距离都大于30m。井下采区内，通过主平硐→604大巷（进风）→运输上山、风井→回风巷→602回风巷→采区回风巷→采区轨道上山相连构成系统。二、安全保障措施1、为保证安全出口畅通，井下井巷交叉地点必须设置路标，表明所在地点，指明通往安全出口的方向，井下工作人员必须熟悉通往安全出口的线路。2、为保证人员通行时不影响采区通风，在回风斜井安全出口内设置两组（正反向各一组）风门，人员通行时，一组开启，一组关闭，反向风门能保证反风之用。3、安全出口应经常清理、维护，保持畅通。第二节瓦斯灾害防治该矿井为低瓦斯矿井，必须加强瓦斯防治管理。设计采取以下防治施；一、防止瓦斯积聚与超限采区必须从采掘工作、生产管理上采取措施，防止瓦斯积聚，瓦斯积聚达1%时必须及时处理。通风异常与瓦斯涌出异常是造成瓦斯积存的根本原因。

1、加强通风1）该采区必须建立一个安全可靠、完整的、独立的通风系统，矿井主要通风机工作方法采用抽出式。采区主要通风机除了选型合理外，一定要安装好，维护好。2)主要通风机采用双回路供电，一回路电源停止供电后，另一回路必须马上投入运行。必须有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电安全措施，并抓好落实。3)掘进工作面局部通风机必须使用“三专两闭锁”，采用双电源供电，有一台备用风机，主备风机并能自动切换。局部通风机必须保证设置在进风侧新鲜风流处，防止产生循环风。风筒出风口距工作面迎头不得大于5m，出风口应随工作面掘进及时移动，确保掘进工作面有足够风量。4)临时停工地点，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，挂警示牌，禁止人员进入，并向调度室报告。5)通风系统或通风设施的破坏或异常(如风门该关的未关，风道堵塞、临时改变通风系统，掘进通风风筒脱节或破坏等)，必须及时修复，采取措施恢复正常通风。6)建立测风制度，每10天进行一次全面测风，并根据测风结果调节风量。2．及时安全地处理积存瓦斯1)在生产过程中，巷道以及联通采空区的巷道应做到随采随闭，杜绝漏风，所有通风构筑物严格按质量标准筑好，维护好。2)恢复己封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时，必须事先排除其中积聚的瓦斯，排除瓦斯工作必须制定专门的安全技术措施。3)采掘工作面设专人专头检查瓦斯。3．严格瓦斯检查制度1）矿井必须建立严格的瓦斯及其它有害气体的检查制度。采掘工作面的瓦斯浓度检查次数为每班至少2次；井下停风地点栅栏及密闭外风流中的瓦斯浓度每天至少检查1次，并定期检查一氧化碳浓度，气体温度的变化等。2)矿井必须建立安全仪表计量检验制度。配备足够数量的通风安全检测仪表，仪表必须由国家授权的安全仪表计量检验单位进行检验。按照要求在采掘工作面配备甲烷传感器、甲烷断电仪和悬挂便携式甲烷检测仪。3)建立完备的通风设施和通风系统的检查制度。每天至少检查1次，发现损坏及时汇报处理，保证完好。4)瓦斯检查人员必须执行好瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。4、分源治理瓦斯矿井瓦斯涌出的区域可分为回采区、掘进区和已采区，瓦斯来源是分源治理瓦斯的基本依据。(1)采空区所有采空区要及时封闭，随采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道，防止漏风和老空区瓦斯涌出。采空区瓦斯涌出特点是：随着停采时间的延长，涌出量渐减。地面大气压力变化必然引起矿井井下大气压力相应变化，与瓦斯涌出有着密切关系，其涌出量会随之波动，气压降低时涌出量增大。因此大气压力变动季节，应加强对采空区瓦斯的观测与管理。(2)掘进工作面涌出的瓦斯主要是煤巷所在煤层本身的瓦斯，掘进区局部冒顶积存的瓦斯，可在支架顶梁处安设导风板冲淡瓦斯或用充填黄土的方法处理。掘进工作面随着巷道的延长，风筒应及时加接，保证压入式风筒出风口距迎头的距离(Lp)应小于或等于压入式通风的有效射程(Lj)，即Lp≤Lj=(4-5)m式中：S—掘进巷道净断面积，m2(3)回采工作面1)回采工作面瓦斯涌出的治理回采工作面采用U形通风系统，这种系统虽然具有漏风小的优点，但在上隅角附近由于采空区涌出的瓦斯大部分在这里集中，同时在此处风速低，风量不足，容易积存瓦斯而超限。可在工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障，迫使一部分风流流经上隅角，将积存瓦斯冲淡、排出。2)顶板附近瓦斯层状积聚处理若回采工作面风速未能保证设计风速而小于0.25m/s，则容易使瓦斯浮于巷道顶板附近，形成一个比较稳定的带状瓦斯层，这即是瓦斯的层状积聚。处理办法是保证回采工作面的设计风速，使瓦斯与风流能充分地紊流混合，冲淡及排出。二、防止瓦斯引燃1．严禁携带烟草和点火物品下井；严格入井人员检身制度；严禁穿着化纤衣服；井下(非煤层中)需要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，每次必须制定安全措施，严禁在煤层中进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。2．井口房及通风机房周围20m内禁止有烟火，井下禁止使用不防爆灯泡照明，严禁拆开、敲打、撞击矿灯。3．井下使用防爆机电设备，加强机电设备的检查和维修，严防电器失爆。4．掘进工作面必须实行“两闭锁”(风电及瓦斯电闭锁)和完善系列化设备。局部通风机由专人负责管理，保证正常运转。5．井下采用抗静电、阻燃的聚合材料制品。6．严防机械摩擦火花和冲击火花的产生。7.加强放炮管理，放炮必须严格执行“一炮三检查”(装药前、放炮前、放炮后)和“三人连锁放炮”(放炮员、班组长、瓦检员)制度，严禁采用明火放炮和一次装药多次放炮或放糊炮等。第三节水害防治本采区主要水患是老窑、老空积水和地表水，生产中应加强对老窑水的探放工作，坚持“有疑必探，先探后掘”的探放水原则，留足防水安全煤柱，；在回风巷水平施工时更应注意原有老窑、老空积水；揭断层时加强探放水工作；雨季来临时，应及时采取地面综合性防排水措施，严防地表水渗透到井下。老窑、老空积水必须留设防隔水煤柱或将积水探放空，在水塘和良田的下方必须留足保安煤柱，并不得回采，且巷道通过时必须采取切实有效的支护。必须随时保持井下排水设施完好、排水畅通。每年进行一次水患调查，将临近煤矿及本矿老窑、采空积水调查清楚，并做好记录存档。探放水措施如下:一、探放水原则遇下列情况之一时，必须进行探放水。1、在接近水淹区域情况不明的老巷、老空或相邻煤矿时。2、接近老窑采空区及废弃井巷时。3、接近含水层、导水断层、溶洞和导水陷落柱时。4、遇到透水预兆时。5、打开隔离煤柱放水时。二、探放水设备1、探放水设备选择依据采区用一个采煤工作面保证矿井年生产能力，正常生产期间配备二个掘进头。根据XX煤矿煤层赋存、隔水性等因素，确定超前探放水距离为不小于30m。(2)探放水设备型号及数量配备TXU-75A探水钻2台。三、探放水措施1、探水起点①本矿井造成的水害清楚、压力不小于1Mpa时，探水线至积水区的最小距离：煤层中不小于30m，岩层不小于20m；情况不清楚，探水线至推断积水区的距离不小于60m；=2\*GB3②巷道附近有断层或陷落柱时，探水线至预计煤柱线的距离不小于60m；2、钻孔深度及超前距离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。一般情况，探水钻孔眼底至采掘工作面的距离不得小于30m的超前距离，钻孔深在40m左右，如此一次打孔后可连续采掘20m左右。3、钻孔直径从探、排有效又防止冲垮煤壁和放水过大的原则出发，孔径以不大于75mm为宜。4、钻孔布置与孔数①根据地质条件和积水区的位置，以能保持安全岩柱厚度，防止漏探和实现安全、经济、快速为原则来确定钻孔布置方式和孔数。②对于工作面前方和左右两侧均受水威胁的倾斜薄煤层，钻孔按扇形布置，当积水区肯定在一侧时，钻可按半扇形布置。薄煤层掘进探水，同时要考虑垂直方向和密度，使钻孔进入顶板围岩。③探放老空水、陷落柱水和钻孔水时，探水钻孔成组布设，并在巷道前方的水平面和竖直面内呈扇形。钻孔终孔位置以满足平距3m为准，厚煤层内各孔终孔的垂距不得超过1.5m，以防漏探。④探断层水，开孔位置必须在防水煤柱外和断层应力影响带以外，以防煤岩破碎出水后不易控制。⑤钻孔个数以保证必要在密度为原则，一般不得少于3个。5、探放水的安全措施①探水前应加固探水工作区支架，背好帮顶，以免压力水冲垮煤壁和支架。②清理巷道，保证安全撤退路线畅通无阻。③保证水沟畅通，并有适当的坡度和断面，水仓和排水设备要有足够的容量和能力。④探水地点安装电话，与所有可能受水威胁的工作地点连通，并事先拟定好撤退路线，以防意外事故的发生。⑤打钻过程中，如发现煤、岩松软或沿钻杆向外流水超过打钻正常供水量时，要立即停钻（不要移动或拔出钻杆），派人监视水情并报告矿调度室，如果情况危急，要立即通知所有受威胁地点撤人，并采取应急措施。⑥钻孔接近采空区，可能有有害气体涌出，必须随时进行有害气体监测，发现有害气体超限时，要立即停钻、停电、撤人，并报告调度室处理；探水点通风工作必须按规定进行。⑦预计水压较大时，孔口要用套管加固，使钻杆通过套管内打钻，套管上要装水压表和水闸阀，探到水源后，即利用套管放水。第四节顶底板灾害防治采区内C5a可采煤层顶板岩性为泥质灰岩及泥质粉砂岩，易发生冒顶，底板为中厚层状泥质粉砂岩夹钙质细砂岩条带，为预防顶板灾害，采取以下预防措施：一、根据地质说明书，认真编制采掘作业规程。工程技术人员必须随时掌握井下现场情况，及时发现问题，并编制有针对性的安全技术措施，更好地指导生产和施工。二、采掘工作面必须按作业规程和技术措施规定进行支护和管理顶板，支架要架设牢固，迎山有力，严禁在浮煤、浮矸上架设支架。三、教育工人掌握顶板来压规律和顶板垮落征兆，增强作业人员预防和处理顶板事故及隐患的自主保安能力和安全意识，杜绝冒险作业现象。如顶板来压危及安全时，任何人都可以停止作业，采取先撤人后汇报的措施，防止顶板冒落伤人事故发生。四、回采工作面禁止在控顶区内提前回柱，碰倒、碰歪的支柱必须立即恢复，损坏或失效的支架必须立即更换，搬运设备或其它原因需拆除附近支架时，必须先打好临时支架，其支架密度不应小于作业规程规定。五、矿井所有入井人员必须随时注意自身周围的顶、邦的安全情况，并随时注意和坚持“敲帮问顶”，发现巷道和作业点顶、帮上有活石、活矸，必须及时撬掉，顶板已离层而一时撬不下来的要自觉支柱、加固和支护，严禁空顶作业。六、井下维修巷道时，必须坚持“由外向里，逐步维修”的原则，更换支架、支柱时，必须首先架设好临时支架或永久支架后才能回撤废旧支架、支柱，严禁先撤后支和撤后不支，严防冒顶伤人和堵人事故发生。七、井下需要维修巷道前，必须事先做好准备工作，编制好安全技术措施，准备好材料，清理好退路后方可施工维修，严禁盲目维修井下失修巷道。八、在各巷道的下帮必须挖设水沟，水沟应随时清理干净，保持畅通，防止巷道积水。第五节粉尘防治为改善井下劳动条件，保证井下工人的身体健康，在“预防为主”的综合防尘方面采取如下措施：一、掘进工作面采用喷雾洒水，配备除尘器及粉尘捕集装置，掘进工人均配备防尘口罩。对回采工作面经常进行洒水，使煤体湿润，减少开采时煤尘飞扬。二、在各转载点及产尘的地点均采用喷雾、洒水等降尘措施。三、及时调整和控制各巷道风速，防止因风速过小而不能及时带出空气中的浮尘和风速过大重新扬起落尘。四、定期清扫和刷洗巷壁上的煤尘。五、对井下采掘人员进行个体防护，配备防尘口罩和压风呼吸器，还应该定期进行身体检查，以预防尘肺病危害。六、采掘工作面配备呼吸性粉尘测定仪、光电煤尘测定仪，定期检测井下空气粉尘浓度。七、按照有关规定及设计要求，在合理地点设置足够数量的隔爆水棚，防止爆炸事故的扩散。八、定期在煤层巷道中撒布岩粉，降低煤尘浓度，减少煤尘爆炸危险性。第六节防治煤层自燃采区内开采的煤层C5a的自燃倾向性和煤层煤尘爆炸性未鉴定，根据临近福石煤矿C5a煤层的自燃倾向性和煤层煤尘爆炸性鉴定为容易自燃，为预防煤层自燃，设计采取如下措施一、内因火灾防治措施1、开采方面的措施所有巷道均采用金属不燃性材料支护，采用走向长壁后退式采煤法，采面及运输上山采用刮板输送机和皮带机运煤；要求在采煤过程中尽量少丢浮煤，留足足够的隔离煤柱。2、通风方面的措施 采煤工作面采用“U”型通风方式，通风方式较为合理。采煤工作面结束后，及时打上密闭墙，封闭采空区，密闭的打设质量，必须保证不漏风。3、监测方面的措施为保证安全，配备CO监测器，随时监测采空区CO浓度，一旦浓度超限，及时采取相应的措施防止煤层自燃的发生。4、防灭火方法本矿所采煤层按自燃煤层管理，设计采用流动汽雾阻化剂防灭火技术。流动汽雾阻化剂防灭火技术，能充分地利用漏风通道裂隙微小漏风，使汽雾较均匀地进入釆空区，覆盖和湿润浮煤，阻止或减缓氧化。成本低(吨煤成本0.2元/t)，操作简便。对于缓及倾斜、急倾斜煤层均适用。5、建立完善的火灾监测系统（1）人的感官可以察觉的自然征兆①巷道中出现雾汽或巷壁“挂汗”；②风流中出现火灾气味，如煤油味、松香味、臭味等；③从煤炭自燃点流出的水和空气较正常的温度高；④当空气中有毒有害气体浓度增加时，人们有不舒服的感觉，如头痛、头晕、精神疲乏等。（2）仪表检测有下列情况之一者，定为自燃发火：①煤炭自燃出现明火、火灾烟雾、煤油味等；②煤炭自燃使环境空气、煤层围岩及其它介质温度升高并超过70℃③采空区或风流中出现一氧化碳(CO)，其浓度已超过矿井实际统计的临界指标，并有上升趋势。有下列情况之一者，定为自燃发火隐患：①采空区或井巷风流中出现一氧化碳，其发生量呈上升趋势，但尚未达到矿井实际统计的临界指标。②风流中出现一氧化碳(CO)，其发生量呈上升趋势，但尚未达到矿井实际统计的临界指标。③煤炭、围岩及空气和水的温度升高，并超过正常温度，但尚未达到70④风流中氧(O2)浓度降低，其消耗量呈上升趋势。（3）自燃发火观测站采用一氧化碳增量法预测工作面火灾，确定煤层自然发火的标志气体和建立自燃发火预测预报制度。派专人每班检测1次，所有检测分析结果必须记录在专用的防火记录簿内，发现自燃发火指标超过或达到临界值等异常变化时，必须立即报告矿安全管理人员和矿技术负责人，发出自燃发火预报，采取措施进行处理。自燃发火观测站设置位置示意图如下：二、外因火灾防治措施“预防为主，消防并举”是矿井防火的基本原则，采取如下措施：1、井下设消防洒水管路系统，水源来自地面消防水池。2、井下主要硐室采用不燃性材料支护。3、井下机电硐室在通道处设防火门或防火栅栏两用门。硐室内按其防火性质配备不同类型的灭火器。4、回风斜井设置防爆门，采区主要通风机设有反风装置，在井下发生灾害时可进行全矿井反风。5、对废弃巷道、采空区及时封闭。6、井下硐室不准存放汽油、柴油、煤油和变压器油，擦拭机械用的棉纱、布头等，要存放在铁桶内，并定期送到地面处理。7、爆破材料的运送、保管，要严格执行《煤矿安全规程》的规定。第七节机电运输事故预防一、必须购买和使用经过安全检验并取得煤矿专用产品安全标志的设备和设施。二、井下所有电器设备必须防爆，且有安全合格证，符合相关规定，并定期进行严格检查，杜绝失爆设备。三、绞车司机、信号把钩工在绞车运转前，要把钢丝绳、制动装置、连接装置等做好全面认真的检查，发现问题及时处理。四、挡车装置平时要常闭，放车后要及时关好。保证“一坡三挡”装置正常、灵敏。五、行车时要做好声、光信号正常操作，做到信号不明、不清不动绞车，严格执行“行车不行人、行人不行车”的原则。六、运行时安全员要集中精力，注意观察运行状况，发现异常情况及时停车处理，但要避免急刹车。七、严禁违章超挂车、蹬钩或跟车。八、装车时必须使用临时挡车装置，装置用钢丝绳制作，将两头固定在临时轨道上，临时轨道必须用螺栓与永久轨道固定牢靠，装车时用钢丝绳套住矿车。装车点距离迎头不得小于6米九、斜巷提升运输必须设置躲避硐室及防滑、防跑车装置，井巷交叉地点须设置路标，安全出口须经常清理和维护。十、皮带输送机应设置下列安全防护装置：1、应设置防止输送带跑偏、驱动滚筒打滑、纵向撕裂和溜槽堵塞等保护装置；上行带式输送机应设置防止输送机逆转的安全保护装置，下行带式输送机应设置防止超速的安全保护装置。2、在带式输送机沿线应设紧急连锁停车装置。3、在驱动、传动和自动拉紧装置的旋转部件周围，应设防护装置。十一、带式输送机运行时，必须遵守下列规定：1、严禁用输送煤炭的带式输送机运送工具、材料、设备和人员。2、输送带与滚筒打滑时，严禁在输送带与滚筒间楔木板和缠绕杂物。3、严禁人员攀越输送机。十二、带式输送机维修时必须停机上锁，并有专人监护；用电焊、气焊或喷灯焊检修带式输送机时，必须制定安全措施。十三、清扫滚筒和托辊时，带式输送机必须停机上锁，并有专人监护。清扫工作完毕后解锁送电，并通知有关人员。第八节地质灾害防治一、地质灾害的预防煤矿建设之前的地质勘探工作质量好坏是决定煤矿地质灾害发生的一个前提条件，煤矿地质勘探工作的成果是煤矿设计的基本依据。它的质量的好坏是决定煤矿地质灾害发生的一个前提条件。地质勘探工作不仅要查明确切的煤炭储量，而且还要查明矿井的地质构造背景，尤其是新构造运动的条件，还要查明矿井周围的地理环境、生态环境和水文地质条件。煤矿采、选设计和生产要立足于长远，把环境保护放在首位，力争可持续发展。(1)在开采过程中，导致事故的原因，多半是不按科学办事，不按规章制度办事，滥采乱挖，吃富弃贫，过量开采。当然，有的是使用采矿机电设备陈旧，还有的是使用假冒伪劣机电产品所造成的。（2）采、选过程中的三废治理，对废气治理，要着重改进窑炉的生产工艺，在回收和污染处理上狠下工夫;对废水处理，要改革工艺，更新设备，减少废水和污染物的排放，提高水的重复利用率。特别值的提出的是，要效仿国外先进的废水处理经验。对废渣处理，要着眼于综合利用，变废为宝。例如，煤矸石既可用作建筑材料，又可用于筑路，还可用于回填采空区。二、地质灾害的处理措施1、坚持贯彻“安全第一”的生产方针安全生产是企业的一项最基本的制度，任何时候都必须把保护矿工的生命安全和身体健康作为第一位的工作来抓，只有在生产中坚持“安全第一”的方针，才能搞好安全生产，保证煤矿工业持续稳定的发展；2、严格执行“煤矿安全规程”的相关规定；3、通过培训提高职工队伍的整体素质；4、提高技术和装备水平；5、按年编制矿井灾害预防和处理计划；6、应用高新科学技术，加强地质灾害监测第九节事故抢救煤矿应按规定建立健全《生产安全事故应急与救援预案》，一旦发生事故，立即启动预案，及时实施救援。瓦斯灾害、水灾、火灾避灾线路详见J17001-175-1避灾线路图。一、瓦斯、煤尘爆炸事故的抢救1、组织救护队探明事故性质、地点和范围，由矿有关领导作出反风、限风或维持原通风系统的决定，防止第二次瓦斯爆炸。2、全力以赴抢救伤亡人员，尽快恢复被破坏的设备和通风设施，及时组织救灾所需设备、器材。3、发生瓦斯和煤尘爆炸时，所有灾区或受灾区威胁的人员积极进行自救和互救，立即佩带好隔离式自救器沿避灾线路、迎着新鲜风流方向撤离现场。二、水灾事故抢救一旦发生突水事故时，现场人员必须严格按施工作业工作面的《作业规程》中规定的水灾避灾线路撤离现场，并及时汇报矿调度将受水威胁的其他地点人员撤到安全地点，并切断除局部通风机以外的井下电源。不准冒险蛮干或惊慌乱跑，避免进入涌水地点附近的独头巷道。三、火灾事故的抢救1、迅速查明火灾地点，灾区人员立即戴好隔离式自救器，迎着新鲜风流方向按避灾线路撤离现场。2、切断火区电源，采取措施防止火灾向有人的方向巷道蔓延，积极抢救伤亡人员。3、根据火区地点决定井下通风系统是否改变。4、火灾初期立即组织力量灭火。四、冒顶事故的抢救1、发现冒顶预兆来不及处理时，人员必须迅速撤离险区。2、探明冒顶区范围、受害人数及可能所在位置，并决定抢救处理办法。3、迅速恢复冒顶关闭区的正常通风，如一时不能恢复，则必须利用压风管、水管或打钻向埋压和堵截人员供给新鲜空气，必要时向遇难人员处开凿小巷道。4、在抢救处理中，必须有专人检查与监视顶板情况，防止二次冒顶。5、抢救中遇到大块石，严禁采用爆破方法处理。五、井下三条线井下主要机房硐室、井下各采掘工作面等重要地点都要安装本安型防爆电话，并能与矿调度室等部门直接联系。井下设置矿井压风自救系统，空气压缩机安装在地面。主要进回风巷、上下山、采区运输巷与回风巷、采掘工作面及巷道、放煤口、卸载点等都按《煤矿安全规程》要求敷设防尘供水管路。第九章采区主要技术经济指标第一节采区巷道工程量及工期一、采区巷道平均成巷指标采区巷道平均成巷指标结合现有生产情况，拟定如下：井巷工程进度表表9序号巷道名称月进度（m/月）1岩石斜巷702岩石平巷803半煤岩巷1204煤巷1505综合平均105二、采区移交生产时主要巷道及工程量1、采区巷道工程主要包括：102采区C5a煤：回风斜石门、下部车场、轨道运输上山、102采区回风巷、中部车场、采区上部车场、125a01工作面回风巷、125a01工作面运输巷、125a01工作面机巷、1250a1工作面开切眼、125a01进风巷、125a03进风巷、125a05进风巷、轨道上山绞车房、绞车房通道、102采区C5b皮带机运输大巷、溜煤眼，工程总长度为2935m，其中，煤巷153米，半煤岩巷2432m，岩巷340m，详见表9-1-2。2、主要巷道工程实施计划（1）602皮带运输大巷（机轨合一巷）→采区C5a轨道上山下部车场→C5a轨道上山→轨道上山绞车房→C5a中部车场→125a01工作面运输巷→125a01工作面机巷→125a01工作面运输巷、机巷间联络巷（掘一队施工）。移交生产时期井巷工程量表表9－1－2序号巷道名称支护方式断面积（m2）巷道长度（m）备注净掘进岩巷半煤巷煤巷1602机轨合一运输大巷料石砌碹13.119.452002102采区C5b皮带机运输上山锚喷支护5.285.753203102采区C5a轨道上山下部车场锚喷支护5.285.751004C5a煤轨道上山、绞车房锚喷支护5.285.754005采区回风斜石门锚喷支护4.85.25586C5a煤1、3、5工作面进风巷锚喷支护5.285.753×457绞车房通道锚喷支护5.285.7527958C5a煤中部车场锚杆配金属棚支护6.07.04209C5a煤上部车场锚杆配金属棚支护6.07.042010125a01采煤工作面运输巷锚网支护4.85.2539211125a01采煤工作面机巷锚网支护4.85.2538812125a01采煤工作面回风巷锚网支护4.85.2536013125a01采煤工作面切割眼木棚支护1.852.3310014溜煤眼料石砌碹3.145.312×1215125a01采面运输巷和机巷联络巷锚网支护2.12.336016102采区回风巷锚喷支护4.85.2521417102采区水仓矿工钢支护4.85.4630合计3741580989（2）102采区回风巷→102采区回风斜石门→102采区水仓→C5b皮带运输上山→绞车房通道→溜煤眼→C5a轨道上山上部车场→125a01工作面回风巷→125a01工作面切割眼（掘二队施工）。三、采区建设总工期该工程按两个掘进头同时施工考虑，根据以上确定的进度指标及工程实施计划计算，工程施工工期约为：13.4个月。不可预见工期按1个月考虑。采区设备安装及试生产期按2个月考虑。采区建设总工期由井巷工程施工期和设备安装调试试生产期构成。根据以上指标计算，确定采区建设总工期为16.4个月。第二节投资估算及资金筹措一、劳动定员及全员效率1、年工作制度：采区C5a煤层生产能力5.58万t/a，配备一个采煤工作面、两个掘进工作面，年工作日330天，“三·八”作业制。2、全员效率：根据采区布置、工作面采煤方法及机械化设备配置，确定采区全员效率1.32t/工。二、劳动定员估算根据建设部2005年颁发的《煤炭工业小型矿井设计规定》及其他有关文件规定，按照采区生产能力、年工作制度、机械化装备水平及全员效率，并结合小型煤矿的管理制度，估算采区劳动定员见表9-102采区定员配备表表9序号人员类别各班出勤人数（人）合计（人）在册系数在册人数一班二班三班一生产工人5454351431.0143其中：井下4545291191.0119地面996241.024二管理人员33399原煤生产人员合计575738152152三服务人员33399四其他人员33399全采区定员合计636344170170三、投资估算估算范围：采区从筹建至投入生产时所需的井巷工程投资、土建工程投资、设备及工器具购置投资、安装工程投资。1、井巷工程投资估算井巷工程总投资为991.82万元，详见表9-2-2，占总投资的74.66%，详见表9-2-6。井巷工程估算表表9-2-2序号生产环节名称工程量单价(元)合计（万元）备注单位数量一102采区1602机轨合一运输大巷(S掘=16.64m2,料石砌碹,半煤巷)m2006500130.00新掘2102采区回风巷(S掘=5.25m2,锚喷支护,半煤巷)m214310066.34新掘3102采区皮带运输上山(S掘=5.75m2,锚喷支护,半煤巷)m415310099.20新掘4102采区轨道上山下部车场(S掘=5.28m2,锚喷支护,岩巷)m100330033.00新掘5102采区轨道上山(S掘=5.75m2,锚喷支护,半煤巷)m3973100124.00新掘6采区回风斜石门(S掘=5.25m2,锚喷支护,岩巷)m60330076.25新掘7绞车房通道(S掘=5.75m2,锚喷支护,岩巷)m46330015.18新掘8C5a煤1、3、5工作面进风巷(S掘=5.75m2,锚喷支护,岩巷,3条)m135330044.55新掘9C5a煤中、上部车场(S掘=7.04m2,锚杆配金属棚支护,半煤岩巷)m40380015.20新掘10125a01工作面运输巷(S掘=5.25m2,锚网支护,半煤巷)m3923100121.52新掘11125a01工作面机巷(S掘=5.25m2,锚网支护,半煤巷)m3883100120.28新掘12125a01工作面回风巷(S掘=5.25m2,锚网支护,半煤巷)m3603100111.60新掘13125a01工作面切割眼(S掘=2.33m2,木棚支护,煤巷)m1008008.00新掘14溜煤眼(S掘=5.31m2,料石砌碹,岩巷)m2435008.40新掘15102采区水仓(S掘=5.46m2,矿工钢支护,岩巷)m30450013.50新掘16125a01工作面运输巷和机巷间联络巷(S掘=2.33m2,锚网支护,煤巷)m60800.004.80新掘合计991.822、土建工程投资估算土建工程总投资为13.5万元，详见表9-2-3。占总投资的1.02%，详见表9-2-6。土建工程估算表表9-2-3序号生产环节名称工程量单价(元)合计（万元）备注单位数量一压风系统1压风机房(砖混)m2507003.50新建2防尘水池(砖混)m320050010.00新建合计13.503、设备及工器具购置估算设备及工器具购置总投资为295.05万元，详见表9-2-4。占总投资的22.21%，详见表9-2-6。其中新购162.98万元，占设备购置投资的55.23%，详见表9-2-4。占总投资的12.27%，详见表9-2-6。4、安装工程投资估算安装工程总投资为28.02万元，详见表9-2-4。占总投资的2.11%，其中新置23.19万元，占总投资的1.74%，详见表9-2-6。5、投资估算结果（1）、估算102采区总投资为1328.39万元，其投资估算构成详见表9-2-5。（2）、投资全部由企业自筹解决，自筹资金主要依靠政府优惠政策、招商引资、职工集资等方式投入。机电设备及安装工程估算表表9-2-4序号设备名称型号及规格设备价安装费及运杂费（万元）备注单位数量单价(元)合计（万元）一井巷1C5a煤轨道上山绞车JTB-1.0×0.8台118940018.941.89新购2C5b煤运输上山皮带机DTL650/25/30台150000050.005.00新购3602机轨合一巷皮带机DTL650/25/30台150000050.005.00新购4102采区水泵房水泵D25-30×3台3250007.500.75新购5安全监控系统KJ102N台1350000350.30新购6压风管路DN80kg26903.50.94150.107防尘管DN25kg29433.51.030051.038排水管排水管DN83kg14803.50.5180.05小计163.9314.12二采煤设备1湿式煤电钻ZMS-12A台39600.290.04已有2发爆器MFB-100台12200.020.00已有3单体液压支柱DZ12-25/80根34178026.602.66新购4金属铰接顶梁HDJA-1000根3412307.840.78新购5乳化液泵站WRB63/20台26250012.501.25新购6回柱器HH1-2台102530.250.04新购7注液枪DZ-QI把61600.100.01新购8调度绞车JD-11.4台2140002.800.28已有9矿车MF0.75-6辆30460013.801.38已有小计64.206.45三掘进设备1局部通风机YBT-11台452332.090.21新购4台2煤电钻GMZ-2.0台49600.380.06已有3风动凿岩机ZY23台445001.800.27新购4探水钻TXU-75台2250005.001.00已有5配套泥浆泵TBW-20/15台2210004.200.42新购6发爆器MFB-100台22200.04已有7风筒φ400×10000m300016850.405.04新购8水泵QY65-10-3台2150003.000.45已有小计66.927.45新购合计162.9823.19合计295.0528.02采区投资总估算表表9-2-5金额单位:万元