煤矿井下采区地震勘探技术现状与思考_百度文库
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煤矿井下采区地震勘探技术现状与思考
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第一章& 采区概况………………………………………………5
第二章& 采区地质特征…………………………………………6
第三章& 采区生产能力与服务年限……………………………7
第一节& 采区工作制度
第二节& 采区生产能力
第四章& 采区巷道布置…………………………………………8
第一节& 采区参数
第二节&&&&&&&&
巷道布置与开采顺序
第三节&&&&&&&&
采煤方法及机械设备配置
第五章& 采区生产系统…………………………………………11
第一节& 采区提升、运输
第二节& 采区通风
第三节& 采区排水
第四节& 采区压缩空气设备
第五节& 采区（矿井）供电与通讯
第六章& 安全技术措施…………………………………………17
第一节& 煤与瓦斯突出综合防治安全技术措施
第二节& 瓦斯防治安全技术措施
第三节& 防灭火和防尘安全技术措施
第四节& 防治水安全技术措施
第五节& 顶板管理安全技术措施
第六节& 机电、运输安全技术措施
第七节& 其他安全技术措施
第七章& 采区建设工期及技术经济指标…………………………23
第一节& 采区建设工期
第二节& 采区主要技术经济指标
渣渡镇平安煤矿位于湖南省中部，属娄底市所辖的冷水江市渣渡镇平安村，东距涟源市20Km，离渣渡镇5Km。煤矿有简易公路与渣渡镇相连，镇有公路直通涟源市和冷水江市，交通较为方便。
平安煤矿属集体股份制企业，于1 984年9月建井，迄今已有二十余年的开采历史，开采原利民煤矿浅部煤层。
矿区范围拐点座标为：
l、X=3072888&
&2、X=3072867&
3、X=3073376
7、X：3073370& Y--
此块段开采深度为+650m~+470m。
3、X：3073376& Y二
4、X=3073378& Y=
5、X=3073584& Y= 4
6、X=3073462& Y=
7、X=3073370& Y=
此块范围开采深度为+650m~一450m。
矿井采用斜井。平硐开拓方式，中央边界式通风系统。主斜井井口坐标：X=3073473&
Y= &Z=+494.16，井筒坡度29.3°，落底标高+44
l.6m，井筒长度107．4m。风井为平硐，& 井口坐标：
X=7& Y=．758Z=+5
12．442，平硐长30m，然后施工暗斜井，暗斜井井筒坡度28.8°，落底标高+467.27m，井筒长度93.76m。主斜井落底后通过联络巷与暗斜井及风井贯穿，构成矿井负压通风系统。目前矿井正在开采井筒北翼煤层，且即将采完，为了保证合理开采煤炭资源，并做到安全生产，对平安煤矿进行采区方案设计，设计年生产能力为6万吨。&&
一、设计依据
1、《平安煤矿采区方案规划》；
2、《平安煤矿采区方案设计地质说明书》；
3、《煤矿安全规程》；
4、《中国采煤学》采区设计编制的内容；
5、《煤炭法》及《煤矿安全生产基本条件规定》；
6、《煤矿安全监察条例》；
7、《防治煤与瓦斯突出规定》；
8、有关煤炭资源开发利用政策。
二、设计指导思想&
根据该矿的煤层赋存条件、地形地质及开采技术条件和目前湖南省小型煤矿开采的技术水平，按照《煤矿安全规程》和《煤矿安全生产基本条件规定》要求，以煤矿实现“正规生产、规范管理、确保安全、提高效益”为指导思想。对每一项工程的设计不仅要考虑技术的先进性和经济的合理性，而更要优先考虑安全性，达到完善矿井安全管理和安全装备，提高矿井抗灾和防灾能力的目的。
三、煤层的主要特点及内容
3煤层：灰黑～钢灰色，玻璃～金属光泽，细～中宽条
带，为半亮～半亮型煤，俗称“砂炭"，厚度由1.20～4.00m，
平均厚1.8 l m，为唯一的主要可采煤层。
3煤层属低硫、低磷、中灰、中高发热量之优质无烟煤，
作动力用煤及民用煤。含硫量平均0.83％，灰份平均l 7％，
发热量在5000大卡/kg左右。
根据邻近矿利民煤矿和设计委托书提供资料，本矿井相
对瓦斯涌出量为41.193m3/t，绝对瓦斯涌出量为21.34m3/min，
具有严重的煤与瓦斯突出危险。
矿井水文地质条件属简单类型，采区正常涌水量为
20m3/h，最大涌水量为60m3/h。
四、存在的问题及建议
地质报告中虽然对瓦斯、煤尘及煤层自燃倾向性提出了
资料，但该矿必须取样送有资质单位进行鉴定，并报上级有
关部门备案，以便于安全生产管理。
第一章& 采区概况
一、采区边界及四邻关系
本采区方案设计为矿井扩界后的首采区。采区上部标高为+570m，+570m以上为煤层风氧化带，本设计作为不可采范围，深部标高为+470m，采区南翼为井田边界1～2号拐点联线，北翼为主斜井井筒保护煤柱。采区平均走向长500m，平均倾斜长228m。
二、井上、下对照关系
&&平安煤矿地处中低山丘陵地带，区内无集中居民住宅，没有高大的建筑和大型的工业，没有放射性污染源，水资源环境和大气质量较好，无良田。在测水组地层中被丛林灌木覆盖。
第二章& 采区地质特征
&& &一、地层
矿井范围内有下石炭统测水组、梓门桥组及第四系。&&&
(一)测水组(C1c)：出露在矿井的西部，以碎屑为主及煤层组成。一般厚度75m，在含煤岩系一节中叙述。
(二)梓门桥组(C1z)：出露在矿井东部，岩性为灰色，中厚层状的泥灰岩及石灰岩，泥晶结构，含少量黄铁矿细晶，常具清晰的水平层理，层面平整。项部石灰岩为主夹燧石条带，下部为泥灰岩及钙质泥岩。产袁氏珊瑚、异犬齿珊瑚、新蛛网珊瑚、长身贝及海百合茎等动物化石，厚度1
20m。与下伏测水组呈整合接触。
(三)第四系(Q)：主要为残积物及坡积物，有砂砾、沙土、亚粘土等，厚度由O～5m，一般2m，与下伏各时代的地层均为不整合接触。
&&& 二、构造
平安煤矿位于渣渡矿区南段的西翼，地层走向为NE，倾向SE，倾角26。左右，为简单的单斜构造。区内断层不发育。
综上所述，本矿的构造以单斜为主，褶曲不发育，断层稀少，且影响范围有限，故本矿的构造复杂程度为简单类别。
三、煤层特征
&&矿井含煤岩系为测水组。根据岩性、古生物特征、含煤性分为上、下两段，上段为不含煤段，下段为主要含煤段。现由老到新叙述如下：
（一）测水组下段：厚度一般66m，与下伏石磴子组呈整合接触。
1、砂质泥岩夹细砂岩：灰黑色，具管状结构，夹菱铁矿(A层)，下部夹煤线(7煤层位)，该层不稳定，厚度由0～44m，一般13m。
2、石英砂岩：灰白色，中厚层状，细粒，硅质、铁质
胶结，缓波状层理，厚度由0～8m，一般4m。
3、砂质泥岩：灰黑色，夹细砂岩，皱纹状层理，含较多呈椭球形和菱铁矿结核(Bnfc)，结核大小不一，直径由2～1
00cm，一般拳头大小，厚度由0～43m，一般12m。是5煤层底板的特殊标志。该层底部为6煤层。
4、5煤层：黑灰～钢灰色，玻璃～金属光泽，细～中宽条带，贝壳状断口，俗称“小白煤”，厚度由0～3.49m。偶尔可采，本矿井不发育。
5、石英砂岩：灰白色，质纯，性脆；节理发育，该层常被黑灰色细砂岩或砂质泥岩替代，中夹4煤层位，当发育砂质泥岩时，夹有菱铁矿结核，厚度由0～19m，一般5m。
6、细砂岩：深灰色，薄层状，俗称“板状砂岩”，具楔形层理。该层厚由0～6.40m，一般1.65m。
&7、3煤层：灰黑～钢灰色，玻璃～金属光泽，细～中宽条带，为半亮～半亮型煤，俗称“砂炭"，厚度由1.20～4.00m平均厚1.8
l m，为唯一的主要可采煤层。
8、石英砂岩：灰盘色，细粒，质纯，性脆，囚常混夹灰黑色砂质泥岩及炭屑，故称“豹皮砂岩"。顶部为厚层状，具水平层理，中部为薄～中厚层状，底部为水平波状层理，厚度由2～25m，一般为l
9、粉砂岩或砂质泥岩：灰黑色，团块状，成份以石英粉砂质或水云母，粘土质为主，薄～中厚层状，缓波水平层理，富含植物根部化石，厚度由0～8m，一般5m。
0、泥岩：上部灰黑色，团块状，含动物化石，夹小菱铁矿结核；项部具煤线(1煤层位)；下部为水平层理，微薄层状泥岩或粉砂岩互层，含大量植物碎片化石，底部为2煤层层位，一般厚9.00m。
(二)测水组上段，一般厚度75m(与设计关系不大不详述)。&&&
3煤层为矿井内唯一的可采煤层。全区发育，煤厚由1.20～4.00m，平均厚1.8
1m，煤厚变化不大。煤层结构简单，偶见一层夹矸，夹矸为碳质泥岩。全区可采，应属较稳定煤层。
3煤层属低硫、低磷、中灰、中高发热量之优质无烟煤，作动力用煤及民用煤。含硫量平均0.83％，灰份平均17％，发热量在5000大卡/kg左右。
&四、开采技术条件
(一)、水文地质
渣渡矿区南段位于晏家铺向斜储水构造的西南端尾问部位，地表水系不发育。地形为中低出丘陵区，以岩溶地貌为特征，低山丘陵与溶蚀洼地、锓蚀走廊相问呈梯状排列。根据地下水的补给、迳流、排泄条件，壶天群为含丰富裂隙溶洞潜水区，梓门桥组为含水中等的承压水区，测水组为单斜构造含微弱裂隙承压水区，石磴子组为含弱蚀裂隙承压水区。预计矿井开采至+450m标高，正常涌水量为20m3/h，最大涌水量为60m3/h。
(二)、工程地质条件
矿井内3煤层伪顶为碳质泥岩，质松软。直接贴煤的项板岩石，有砂质泥岩、粉砂岩及砂岩一类的中硬顶板和泥岩、碳质泥岩一类的破碎顶板。
本矿井内中硬顶板占优势，破碎顶板次之，所以项板管理属II～I级。
老项为灰白色的石英砂岩，质坚硬，节理不发育。
3煤层底板岩性为细砂岩、粉砂岩，薄～厚层状，性脆，节理发育时易破碎，硅质含量高，坚硬～较坚硬，吸水后不发生底鼓或底鼓不明显。
平安煤矿在沿煤巷中以11#工字钢梯形棚架支撑，棚距0.3m。
总之，该矿井工程地质条件为中等。
(三)、环境地质
平安煤矿地处中低山丘陵地带，区内无集中居民住宅，没有高大的建筑和大型的工业，没有放射性污染源，水资源环境和大气质量较好，无良田。在测水组地层中被丛林灌木覆盖。
本区的构造为简单类别，水文地质条件为简单。该矿为煤与瓦斯突出矿井，突出危险程度较小。
(四)、瓦斯、煤尘及煤层自燃
&&& l、瓦斯
根据邻近矿利民矿和本矿资料，本矿井相对瓦斯涌出量为41.193m3/t，绝对瓦斯涌出量为21.34m3/min，具有煤与瓦斯突出危险，突出危险程度较小。
&2、煤尘及煤层白燃
&根据邻近利民煤矿经重庆煤研所已鉴定的结果表明，煤尘无爆炸性；煤层无自燃发火倾向性。
(五)、勘探程度
煤勘二队已于1966年提交了渣渡矿区南段精查地质报告，储量较可靠。
第三章& 采区生产能力与服务年限
第一节& 采区工作制度
采区年工作日为330天，每天四班作业，回采工作面为四班采煤，采区日净提升时间为20h。
第二节& 采区生产能力与服务年限
根据煤层赋存条件、采区储量、开采技术水平、矿井开采设计要求，确定矿井年生产能力为6万吨／年，即采区生产能力为6万吨／年。
采区范围内保有地质储量26.8万吨，可采储量2 1.44万吨，计算得采区服务年限约2.5年。
第四章& 采区巷道布置
第一节& 采区参数
一、采区倾斜长度
因矿井+570m以上煤层为风氧化带，本设计不作开采布置，采区深部标高+470m，故本设计采区垂高l00m，煤层倾角平均26°，故倾斜长度为228m。
二、采区走向长度
采区平均走向长为350m。
三、采区生产能力
矿井设计生产能力为6万吨／年，即采区生产能力6万吨／年。
根据该矿现有生产技术水平、煤层赋存条件和机械化程度，因该矿矿井范围较小，本设计为一个水平和一个采区开采，三个区段(六个回采工作面)。本设计投产的回采工作面为1131回采工作面，工作面平均长为75m，煤层倾角26°，煤层平均厚度1.8
1m，二采一准，日进度1.4m，平均月
推进度为30.8m，年推进度370m。其年生产能力计算如下：
A=工作面长度X年推进度X采高X煤的容重&工作面回采率
A=75&(1.4&80％&330)&1.8
1&1.3&0.95=62000吨／年&&
满足矿井设计年产量为6万吨生产能力的要求．
四、煤柱尺寸
本设计采区上山布置在3煤底板坚硬的岩层内，且距煤层20～30m，采用无煤柱开采技术，故不留设煤柱。
五、区段斜长及数目的确定
根据煤层赋存条件，采区走向长度和采区垂高100m，划分为三个区段，每个区段垂高为33m，一区段标高为+570m～537m，斜长为75m，二区段标高为+537m～504m，斜长为75m，三区段标高为+504m～470m，斜长为78m。
第二节& 采区巷道布置与开采顺序
一、运输大巷和总回风巷布置
在主斜井+476m标高处布置甩道，落底于+470m水平，施工车场后沿3煤底板走向方向向南布置+470m底板运输大巷至采区中部。
利用原风井平硐，沿平硐方向施工巷道10m，然后布置总回风巷(坡度l 2°，斜长276.85m)至采区中部。
&&二、采区上山布置
&&在+470m底板运输大巷340m处布置11采区下部车场，然后施工ll采区轨道上山至+570m标高变平。同时，在平行于11采区轨道上山30m处沿3煤底板布置11采区通风上山，至+570m变平后施工联络巷与1
1采区轨道上山上部车场贯穿，构成1l采区负压通风系统。11采区轨道上山坡度30°，下部车场标高+470m，上部车场标高&570m，井筒长度2。om。11采区通风上山坡度30。，下部变平点标高+470m，上部变平点标高+570m，井筒长度200m。
二、区段划分
设计采区划分为三个区段，区段运输平巷标高分别为
_{1537m、+534m、+470m，区段(回采工作面)斜长为75～78m。
&&三、区段平巷布置
设计采区划分为六个工作面，即、、工作面。在11采区轨道上山+543m处布置甩道，然后沿底板走向向南施工瓦斯抽放巷1
20m，再以石门揭煤，揭煤后沿3煤走向向南布置1131运输平巷至采区(矿井)边界。同时在上部车场沿底板走向向南施工瓦斯抽放巷l
40m，再以石门揭煤，揭煤后沿3煤走向施工1131回风平巷至采区(矿井)边界，并沿3煤向下施工开切眼与113
l运输平巷对穿，构成1131工作面负压通风系统。
四、开采顺序
&&由上而下，即→→
&&五、接替工作面布置
& &&接替工作面为ll
32工作面。其布置方法如下：
&&在+537m底板瓦斯抽放巷口子处向北沿底板走向布置瓦斯抽放巷至采区边界附近，再以石门揭煤，揭煤后沿3煤走向向北布置l
32运输平巷至采区边器。然后在牟570m底板瓦斯抽放巷口子处向北沿底板走向布置瓦斯抽放巷至采区边界附近，再以石门揭煤，揭煤后沿3煤走向向北布置11
32回风平巷至采区边界，并沿3煤向一F施工开切眼与1l 32运输平巷贯穿，构成11 32接替工作面负压通风系统。
为了解决煤与瓦斯突出矿井串联通风问题，在11 3
1回采工作面投入生产之前，先施工好113l运输平巷、113l回风平巷和开拓布置+504m等甩道石门与回风上山构成通风系统。
第三节& 采煤方法及机械设备配置
根据煤层赋存条件和开采技术特点，选用走向长壁式采煤方法，爆破落煤，单体金属支柱配铰接梁控项，全部垮落法管理顶板。
&&一、采煤方法的选择依据&&
& &&3煤层平均厚1．8
1 m，倾角26°，相对瓦斯涌出量4 1.1
93m3t，有煤与瓦斯突出危险，煤尘无爆炸性，煤层无白燃发火倾向。
二、采煤方法与支护设计
l、采煤方法
回采工作面采用电煤钻打眼，爆破落煤，回柱绞车(JH-8)回柱放顶的回采工艺。
113l工作面斜长约75m，平均煤厚1.81m回采工作面采用三、四排控项，单体金属支柱配铰接梁支护，排距0.7m，柱距0.7m，最大控顶距2.1m，最小控项距1.4m，放顶步距0.7m。
&&2、支护设计依据
&因矿方未提供煤层顶底板的力学性质和有关矿压方面的实测资料，只能按4～8倍采高估算压力。
P=8γH=8&2.5&1.81=36.2(吨力／m2)
式中：P-估算的采场上方压力(吨力／m2)；γ-采场上方岩层平均容重(吨／m3)；H-采高(m)。
而一根单体金属支柱许用抗压强度约50～60吨，设支护密度为2．04根／m2，安全系数约3～4。设计支护密度合理，但回采工作面矿压显现是一个动态变化过程，放顶前必须在放顶线加密集支柱，放顶线以内抬楼连锁，上下安全出口及地质构造带设木垛。作业过程中根据情况加设木垛、丛柱、戗柱等加强支护。并进行矿压观测。
三、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
采煤工作面采用“三、四”排控顶方式，循环进尺0.7m，一日二个循环，工作面年推进度370m，一个回采工作面可保证矿井6万吨年产量。
工作面回采方式为后退式，回采工作面配备湿式煤电钻打眼，爆破落煤。工作面的煤自溜(搪瓷溜槽)到区段运输平巷，人力推运至斗537m中部车场，再由11采区轨道上山下放至1l采区下部车场，再由+470m运输大巷人力推至井底车场，由主斜井绞车提升至地面。
回采工作面采用JH-8型回柱绞车回柱放顶。
井下原煤运输流程如下：
&&& 回采工作面→ll
3 l运输平巷→+537m中部车场→11采区轨道上山→+470m 底板运输大巷→主井井底车场→主井→地面
第五章& 采区生产系统
第一节& 采区提升、运输
一、采区运输系统
回采工作面煤炭白溜(搪瓷溜槽)至区段运输平巷，区段运输平巷采用0.75吨侧翻式矿车装车，人力推至11采区中部车场，由ll采区轨道上山绞车下放至11采区下部车场，通过+470m底板运输大巷人力推至主井井底车场，再由主井绞车提升至地面。
采区矸石、材料和设备由主井绞车和ll采区轨道上山提升或下放或提升。
平巷采用人力推运。
二、采区提升系统
(一)、设计依据
1、采区年产量：6万吨
2、工作制度：年工作日330天，日净提工作时间20小时。
3、轨道上山上部车场标高：+570.0m，下部车场标高+470.0m，井筒坡度β=30°，井筒长度：L=200m。
4、提升容器及提升方式：
提升容器：U—0.75m3侧翻式矿车
提升方式：上、下平车场，单钩串车提升。
二、提升设备选型
&(一)、确定一次提升量
1、提升斜长：LA=L+LB=200+15=215m
式中：LB——从变坡点至尾车顶车点的距离，取LB=1 5m。
2、一次提升循环时间
一次提升循环时间：
TX=2&(LA／V平+30)=2&(215/1.0十30)=490(S)
3、一次提升量的确定
Q＇=Caf．A．TX/
(3600.br.t)=1.2&1.2&／()=2．54吨
C--提升不均衡系数& 取C=1.2
af--提升能力富裕系数& 取af=1.2
&A--矿井年产量& A=60000吨
br--年提升工作天数br=330天
t--日提升工作时间& t=20小时。·、
4、一次串车数的确定
Z—Q＇／(v．r．φ)=2.54／(0.75&1.1&0.8)=3.8辆
V--矿车容积V=0.75m。
r --松散煤容重取r =1.1吨/m
φ—矿车装满系数& 取φ=0.8
(二)、钢丝绳计算
l、钢丝绳的悬垂长度LC
定上部车场变坡点至钢丝绳与天轮接触点长度L＇=25m，则：
Lc=L+L＇=200+25—225m
2、每米钢丝绳重：
P=Z(G+G0)(s i nβ +ωcos β)／[1.1 &O B／ma—Lc(sin
β+ω＇cosβ)]
=4&(660+400) &(s i n30°+0.025& co s30°)／
{_1.1 X 1－225&(s i n30°+0.25 & cos30°)]
=0.8984(kg/m)
&&& 式中：
G—矿车载重，6--0．75 X 0．8 X 1．1 00=660kg
G0—矿车自重，取G=400kg
B—钢丝绳公称抗拉强度
ma—安全规程规定钢丝绳最小安全系数&
ω—矿车运行阻力系数 &&取ω=0.2 5
ω＇—钢丝绳运行摩擦阻力系数& 取ω＇=0.25
&&& 选择钢丝绳6&1
&&&3、钢丝绳安全系数验算
m=Qq/[Z(G+Go)(sinβ+ωcosβ)+P.Lc．(sinβ+ω＇cosβ)]=13850／[4&(660+400)&(s
i n30°+0.025&co s 30°)&0．845 7&225&(s in30°+0.25&eos
30°)]=11.1&ma=6.5
&&&故选择6&19
－GB型钢丝绳合格。
&&&(三)、提升机的选择
&&&&1、提升机选型
&&&&选择JTB－1.2&1.0A型提升绞车。其主要技术参数如下：
滚筒直径D=1200mm&&&
滚筒宽度B=1000mm
平均速度V平=1.0m/s&&
最大静张力Fjmax=32KN
&&&&2、最大静张力校验
& Fj=Z(G+Go)(sinβ +ω
cosβ)+P．Lc(sinβ+ω＇cosβ)
=4&(660+400)(S i n30。+0．025&co s30。)+0．8457
in30°+0.25&cos30°)=2484kg&Fjmax=32kN
满足要求&&&
(四)、提升机相对位置的确定
&&1、天轮的选择
&&选用TD—600/300的游动天轮
&&2、相对位置的确定
&&根据井下实际位置确定。
(五)、电动机容量的确定N=K·Fj·V平/(1 02·ŋ)
=1.1&／(102&0.85)=31.4(kw)
&&& 式中：
K—电动机备用系数取K=l.l
&&& Ŋ—电动机效率
&ŋ =0.85
选择YB250L—6型电动机，其额定功率为55KW
额定转速为980r/min，额定电压为380V，经验算符合要求。
经对提升系统选型计算，确定11采区轨道上山提升系统选用JTB—1.2&1.0A型提升绞车，其配套电机选用YB250L一6型电动机。绞车平均速度为1.0m/s。绞车配用6&19－GB钢丝绳，每次提升煤四车或矸石二车。提升绞车起动采用直接起动。
(六)、绞车年最大提煤能力：7.4万吨。
三、主斜井提升系统校验
矿井主斜井现安装一台JT－1.2&1.0型绞车，配套电动机功率55Kw，配用6&19－GB型钢丝绳，每次提煤四车或矸石二车，经验算，钢丝绳安全系数、绞车最大静张力满足安全要求，绞车年最大提升能力能满足矿井年产6万吨提升要求。
第二节& 采区通风
一、矿井通风系统及通风方式
通风方式：中央边界式。通风路线为：主斜井→井底车场→+470m底板运输大巷→11采区轨道上山→+537m中部车场→113l运输平巷→1131工作面→113l回风平巷→+570m回风石门→总回风巷→风井→地面。
&&二、采区风量计算
&根据红旗煤矿设计委托书，矿井相对瓦斯涌出量为4 1.1
93m3／t，属煤与瓦斯突出矿井，按回采、掘进、硐室和实际需要的风量总和计算采区总风量。
l、回采工作面所需风量
(1)按相对瓦斯涌出量计算
Q采=0.0694q瓦·T·K
=0.&95&1.45=393.8m3/min
(2)按良好的气候条件
Q采=60Vmb=60&0.9&1.8l&2.1=205.25 m3/min
取Q采=393.8 m3/min
2、一个掘进头采用局扇压入式通风，独立通风系统，掘进头需风量150 m3/min，掘进所需风量为：
Q掘=150 m3/min
3、其它所需风量
井底水泵房等机电硐室均处于新鲜风流中，且为独立通风系统，需配风量，Q它=100
叠、矿井所需总风量Q总
Q总=(Q采+Q掘+Q它)·K通
=(393.8+150十100)&1.2=772.56 m3/min
按矿井日产原煤供风量及最大班下井人员所需风量校核，总风量能满足需要。
&&三、风量分配
&&采区生产时，回采工作面按393.8&1.2=472.56
m3/min供风，掘进工作面按180 m3/min供风，机电硐室按120
m3/min供风，矿井总风量为772.56 m3/min =12.8
四、矿井风量校核
平安煤矿风井现有两台4—72—11N06C型和4—72—1lN08C离心式通风机，配套电机额定功率分别为15kw和18kw，矿井实测总进风量为385
m3/min，总回风量为406.6 m3/min，矿井实际计算所需风量为772.56
m3/min，因此现有通风机工作产生的风量不能满足矿井安全通风的要求。应将主扇更换成YBK56—Nol1型轴流式通风机，配套电机额定功率为30kw，风机工作时产生的风量为5
m3/s～15 m3/s，静压为320～l000Pa，能满足矿井安全通风的要求。
第三节& 采区排水
l采区为上山采区，不设置水仓和排水系统。矿井水经1131运输平巷水沟流至1l采区轨道上山水沟内，再由+470m底板运输大巷水沟经放水巷和主斜井水沟流至井底水仓内，由水泵从主斜井排至地面。
根据对生产矿井矿坑涌水量的调查观测，综合矿区水文地质条件，采区最大涌水量为60m3/h，正常涌水量为20m
m3/h(冷水江市煤炭局提供的资料)，作为本设计依据。在主井井底车场布置井底水仓，水仓断面积为5
m2，长40m，有效容量大于1 60 m3/。
二、矿井排水设备选型
&&矿井设计采用一级排水，由主斜井底水泵房(标高+441．6m)排至地面(标高+494.16
排水设备选用三台D80-30&3型水泵，一台工作，一台备用，一台检修。水泵额定流量43m
m3/，额定扬程90m，配套电动机YBl60L-2，功率18.5KW。正常涌水量时，一台水泵工作，日实际排水时间11.2小时，最大涌水量时，二台水泵工作，日实际排水时间1
6.8小时，能满足要求。排水管
路选用φ102&5无缝钢管，从主斜井底水泵房沿主斜井敷设至地面。敷设二趟，一趟工作，一趟备用，能满足要求。吸水管选用φl 2
l&5无缝钢管。
第四节& 采区压缩空气设备
一、设计依据
矿井(采区)配备一个掘进头，岩巷掘进使用的耗风设备有：YTP26气腿式凿岩机一台，额定耗风量3m3/min，额定压力5kg/cm2；G10风镐一台，额定耗风量1m3/min，额定压力4kg/cm2。凿岩机与风镐不同时使用。
二、设备选型
根据采区风动设备使用情况及矿井压风自救要求，利用地面现有一台2V—6/8型空气压缩机，作为矿井压缩空气设备。空气压缩机配套电机型号：Y250M—6，额定功率37KW，空气压缩机工作时产生风量6
n，气压8Kgf/cm2，产生的风量和气压均能满足风动设备正常工作的要求。
压风主管路选用&#无缝钢管，主管采用法兰连接，支管采用管接头连接。
第五节& 采区(矿井)供电与通讯
一、采区(矿井)供电电源
矿井只有一路供电电源，取自渣渡镇35KV变电站，10KV架空线“T”接至矿，供电架空线规格为LGJ—35，供电距离5Km。矿井白备有一台50kw柴油发电机作为备用电源，不能满足矿井安全生产的要求，应更换成100kw的柴油发电机，以满足矿井通风、排水及提升的需要。由于柴油发电机中性点接地，不能直接向井下供电。因此，采用一台80KVA的隔离变压器，将柴油发电机中性点接地隔离后再向井下供电，保证柴油发电机能同时向地面和井下供电。
二、矿井地面供电
矿井地面的主要用电负荷有：矿井主要通风机、主斜井绞车、压风机、坑木加工、矿灯充电、机械修理及220V地面照明。装机容器在110KW左右，考虑设备同时利用系数，选用一台S7—l00/10/0.4变压器，中性点直接接地，专用于矿井地面供电。
变压器高压侧采用RW3—10跌落式熔断器控制和保护。并在高压侧安装FS6—10配电式阀型避雷器一组，用于防雷电保护。&
变压器低压侧采用PGL2型低压配电屏控制和保护。从低压配电屏引双回路至抽风机房，单回路至其它各用户。
三、矿井(采区)井下供电
采区井下的主要用电负荷有：井下排水设备、11轨道上山绞车、回风巷回柱绞车、电煤钻等及掘进工作面的电器设备，总装机容量为90KW左右，考虑设备同时利用系数和矿井现有设备情况，利用地面现有一台S9—80/10/0.4变压器，中性点不接地，专向矿井井下供电。
供电电缆的选择：
允许电压损失的数值：对于380伏系统
△&&&
Ux=400—(Ue—Ue5%)=400—(380－380&5％)=39V&
先按长期容许电流初选各段电缆截面，然后校验最远点电压损失是否符合要求。按负荷满载运行计算，则：
从采区甩车道断路开关至回风巷回柱绞车(P3—9KW，L3
I13≈18A，选16(mm2)的橡套电缆。
从主斜井甩车道断路开关至采区甩车道断路开关(P2=22KW，&
L2=550m)：
I2≈80A，选35(mm2)的橡套电缆
从地面变电所至主斜井甩车道断路开关(P1=37KW， L1=80m)：
I1≈150A，选50(mm2)的橡套电缆
根据初选截面，查得16(mm2)电缆ro=
1.16欧/公里，&&&
35(mm2)电缆ro=0.552欧/公里，50(mm2)电缆ro=0.38欧/公里
& R3--roL3=1.1
6&0. 25=0.29欧
R2一roL2=0.552 &
0.55=0.3欧&&&
& Rl—roL1=0.38
&0.08=0.03欧
& △UX=
(PlRl+P2(R1+R2)+P3(Rl+R2+R3)]/Ue
=36.7（伏）&39（伏）
根据计算，所选电缆最远点电压损失能满足要求。因此，确定下井电缆一趟采用U—+1&16矿用橡套阻燃电缆，从配电房沿主斜井敷设至主斜井甩车道断路开关后，改用3&35+1&l
0矿用橡套阻燃电缆送至11轨道上山甩车道断路开关，再改用3&l
6+1&10矿用橡套阻燃电缆送至工作面。主斜井底水泵房采用双回路供电，一趟从地面变电所用U—l000，3&35+l&10直接送至水泵房，另一趟从主斜井甩车道断路开关引一趟U—+1&l0至水泵房。下井电压等级采用380V。
根据《煤矿安全规程》及煤矿安全生产基本条件二十条的有关规定，拟设20KVA变压器一台，中性点不接地，专用于井下掘进工作面局扇供电，并实行风电、瓦斯电闭锁。
井下所有的电气设备都必须具有产品合格证和防爆合格证，属于煤矿安全标志管理目录内的矿用产品，还必须具有安全标志。
井下l27V电煤钻必须使用具有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离启动和停止电煤钻功能的综合保护装置。
井下所有电气设备的外壳都必须接地，在井下水仓中设主接地极，通过电缆接地芯线或接地线构成井下总接地网，接地网上任一保护点的接地电阻不得超过2欧姆。
&四、矿井通讯
&&利用矿现有一台HJD—80程控交换机作为矿井行政管理与生产调度通讯设备，在井下各主要硐室及采掘工作面设本安型电话分机、地面各机房、办公室设按键电话分机，矿井至当地电信局设中继线2—3对，供矿井与上级或外单位联系。
第六章& 安全技术措施
第一节& 煤与瓦斯突出综合防治安全技术措施
该矿为煤与瓦斯突出矿井，煤与瓦斯突出的综合防治工作是矿井生产中安全工作重中之重，必须采取包括突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施的“四位一体”的综合防突措施。
（一）、管理措施：
&l、必须设置防治突出的专业机构，配齐专业防突专干和专业防突人员，负责防治突出的管理、技术指导和防治突出技术的推广工作；
2、必须编制好年度防治突出计划，检查防治突出工作的执行情况；
3、掌握突出动态，填写突出卡片，积累突出资料，总结分析突出情况，制定防治突出措施；
4、井下工作人员必须接受防治突出知识的培训，熟悉突出预兆和防治突出的基本知识；
5、坚持“全井撤人、清点人员、地面启爆"制度；
6、加强和坚持瓦斯突出的预测预报工作；
7、切实加强防突工作中人力、财力、物力的投入；
8、搞好通风设备、设施的安装、使用和管理。
(二)、& 技术措施：
l、采掘作业地点必须安装瓦颠监测监控系统并保证能正常运行和使用。
2、采取“探、排、引、堵"的技术措施。即
①、探：即探明地质构造，在掘进巷道的前进方向和两侧打钻孔，探明是否存在断层、裂隙和溶洞，以便了解其位置、大小的瓦斯赋存情况；
②、排：即排放或抽放瓦斯；
③、引：即将瓦斯引导到回风巷，喷出瓦斯的裂隙范围较小且瓦斯喷出量不大时，可用风筒将瓦斯引至回风道或引至距工作面20m以外的巷道中，以保证工作面能安全放炮；
④、堵：即堵塞裂隙，喷出瓦斯的裂隙范围较广，喷出量很少时，可用黄泥或水泥堵住裂隙，阻止瓦斯喷出，以保证掘进工作面安全。
3、对于有瓦斯喷出危险的工作面不仅要有独立的通风系统，而且应加大通风量。
4、必须成立防突预测预报专业队伍保证预测预报仪器的准确性，进行区域突出危险性预测和工作面突出危险性预测。
5、采取的安全技术措施：
A、采取的预测方法和临界指标值
1、矿井主要石门揭煤采用钻孔瓦斯涌出初速度和R值测定指标法进行预测预报，判断突出危险性临界指标值：
①、钻孔瓦斯涌出初速度临界值：(煤的挥发份=5—15％)，当实测q值等于或大于临界值q m
(qm≥qm)为突出危险工作面，q&q
m为无突出危险工作面。
②、采用R值指标法，
R=(Smax－1.8)(qmax－4)
式中：Smax—每个钻孔沿孔长最大钻屑量，(L/M)；
qmax—每个钻孔沿孔长最大瓦斯涌出初速度，L/m·min。
判断煤巷掘进面突出危险的临界指标Rm，取Rm=6，当任何一个钻孔中的R≥Rm时，该工作面预测为突出危险工作面，当R&Rm时，该工作面预测为无突出危险工作面。
2、煤巷掘进工作面和回采工作面均采用钻孔瓦斯涌出初速度预测，临界值指标qm=5，当实测q≥qm时预测为突出危险工作面，当实测q&qm时预测为无突出危险工作面。
B、主要石门的掘进揭煤工作和措施
l、主要石门掘进要及时做好石门的地质素描和分析工作，掌握好工作面和煤层的相对位置，防止误穿煤层。
2、根据煤层赋存情况，瓦斯抽放方法采用巷道法，布置+537m(+504
m、+470m)瓦斯抽放巷预抽瓦斯，使用2BV6—III—0KZ—7P型抽放泵，配套电机功率5.5KW。在钻场打3个钻孔(每隔20m～25m布置一个钻场)，钻孔为“三花”形布置，中孔向上呈7°仰角，不左右偏斜，两侧孔为水平孔，其左右偏角应保证各钻孔终点在煤层顶板呈等距离布置。钻孔直径通常采用700～100
mm孔径，钻孔长度以穿透煤层顶板的0.5～1.0m为准。封孔可采用水泥砂浆或膨胀水泥，封深为2～4哦即可。严格先抽后采的原则。
3、在主石门掘进工作面掘至距煤层10m之前，至少打两个穿透煤层全厚，且进入底板不少于0.5m的超前探钻孔，测定煤层瓦斯压力和控制煤层层位及其地质变化情况等。
4、在石门掘进工作面距煤层5m以外，至少打2个穿透煤层全厚的测压预测钻孔，测定煤层瓦斯压力和瓦斯放散初速度指标和R值，预测突出危险程度。
5、当石门掘进工作面距突出煤层不足5m，且大于2m时，为了防止岩巷误穿突出煤层，必须及时采取探测措施，万无…一失地确定突出煤层层位，保证岩柱不少于2m。
6、打预测钻孔、预测石门揭煤的突出危险性、预测钻孔瓦斯涌出初速度和R值，测定方法严格按《防治煤与瓦斯突出细则》规定进行。
7、测定石门掘进工作面有突出危险，采用局部抽放措施，先进行瓦斯抽放预排。
8、如石门揭煤预测无突出危险，或抽放后经效果检验已解除突出危险时，可采取掘进面布眼一次性揭穿煤层的深孔震动性爆破。实行全井撤人地面启爆。采取的措施直到全部揭穿煤层为止。
&C、煤巷掘进工作面的防突措施
&l、所有煤巷掘进上山尽量避免，采用煤下山的掘进方式。
2、在煤巷掘进的工作面的软分层中靠近巷道两帮各打& 一个平行于巷道掘进方向，直径42 m
m，深为3.5
m的钻孔先进行突出危险性预测(测定方法见设备使用说明书和《防治煤与瓦斯突出细则》的规定)。判断是否该掘进工作面有无突出危险。
3、如测定有突出危险，应停止掘进，采取布置大钻孔排放瓦斯措施，排放孔至少不少于6个。
经预测排放后再进行测定、掘进工作面措施效果检验孔，无突出危险时，才能进行掘进放炮落煤工作。
4、当预测为无突出危险时，采取爆破落煤后，预测循环应留有2m的预测超前距，采取排放措施检验无突出危险后爆破落煤时，掘进前方必须保证有5m的排放超前距。始终保证预测和排放的超前性。
5、矿井严禁手镐、风镐落煤，放炮落煤时，必须做到全井撤人，地面启爆。
D、采煤工作面的防突措施
1、回采工作面突出危险性预测方法和煤巷掘进相同。沿采煤工作面每隔1 0～l
5m布置一个预测钻孔，孔深根据工作面条件选定，但不少于3.5m，当预测为无突出危险时，每预测循环应留2m预测超前距。
2、如测定有突出危险时，则停止掘进，先采用大直径深孔排放。煤厚l.5m以上为双排，煤薄为单排，沿工作面每隔0.5m垂直工作面成二字型或一字型布置排放孔，孔径为75
mm，孔深不少于8m进行预排瓦斯，排放后在两排放孔之问打效检孔检验，经检验无突出危险性时，才能采取正常措施落煤，放炮落煤必须做到全井撤人，地面启爆。
E、矿井的防突安全防护
1、矿井下井作业人员随身携带自救器，并学会使用。
2、矿井在+537m底板瓦斯抽放巷和+1131运输平巷设防突反风门二道。
3、矿井在+470m底板运输大巷和+537m甩道车场及+570m上部车场设避灾硐室各一个，硐室宽2m长5m，内配饮水、电话和压风自救系统及40分钟的自救器20台。
4、井下作业人员个个都要掌握煤与瓦斯突出的预兆，特别是预测预报和采取防治措施的人员要有高度的防突意识和全面掌握防治知识，具备自保能力。
& F、地面放炮措施
井下作业地点进入煤系地层和在煤层中作业，均必须采取爆破掘进作业，且必须做到全井撤人，清点无误后，才能在地面启爆。启爆后半小时后再进入井下检查。
G、局部抽放
移动泵站设在+537m车场内，用专用管道输送到总回风巷(在瓦斯排放管出口必须设置栅栏，悬挂警戒牌等。栅栏设置位置是上风侧距管路出口5m，下风侧距管路出口30m，两栅栏间严禁任何作业。)经稀释后由风井排出，具体抽放必须制定专项设计。
H、防突工作中预测、防治、检验及防护的仪器和设备
& 1、煤与瓦斯突出预测、效检仪、初速度测定仪各2台。
2、防突钻机1台，附加钻杆等。
3、移动瓦斯抽放泵(型号为2BV6—III—0KZ—7P)1台，附配套设备全套。
4、配自救器1 00台，压风自救系统二套，电话机二部。
第二节瓦斯防治安全技术措施
矿井瓦斯是一种能引起人员窒息、能燃烧、能爆炸的有害气体，瓦斯事故发生突然，来势凶猛，往往造成恶性重大事故。预防瓦斯事故的发生，事前采取有效的防范措施，已成为瓦斯煤矿的当务之急。
矿井瓦斯管理制度
&&1、健全专业机构，配足瓦斯检查人员，定期培训和不断提高专业人员技术素质；
2、落实各级领导和检查人员(包括瓦斯检查工)区域分工巡回检查、汇报制度，建立矿长、技术负责人每天阅签瓦斯日报的制度；
3、落实盲巷、采空区和密闭启封等瓦斯管理规定；
4、健全放炮过程中的瓦斯管理制度；
5、健全排放瓦斯的有关规定及瓦斯监测监控装备的使用、管理的有关规定。
二、完善矿井(采区)通风系统
&1、完善矿井(采区)通风系统，做到稳定、可靠，连续地向井下所有用风地点输送足够数量的新鲜空气，以保证及时排除和冲淡矿井瓦斯和粉尘，使井下各处的瓦斯浓度符合《规程》的要求，是防止矿井(采区)发生瓦斯爆炸事故的可靠保证。为此，要求矿井通风系统要具有较强的抗灾能力，通风系统要力求简单，各采掘工作面要有单独的回风道。矿井(采区)通风设施要保证规格质量，经常检查维修，保证完好。
2、加强掘进工作面的通风管理是防止瓦斯爆炸的重点工作之一。
掘进工作面的通风系统应满足下列要求：
1)局部通风机和启动装置必须安设在进风侧反向风门外，穿墙风筒有隔断装置。局扇必须实行“三专两闭锁”管理。
2)风筒吊挂要平直，拐弯处应设弯头或缓慢拐弯，不能拐死弯。风筒应无破口，接头应该严密不漏风，异径风筒要设过渡节，先大后小，不能花接。
3)严格风筒“三个末端"管理，即风筒末端距掘进工作面距离必须符合作业规程要求，风筒末端出口风量要大于40m3/min，风筒末端处回风瓦斯浓度必须符合《规程》规定。
4)采掘工作面实行风电闭锁，设置瓦斯监测装置。
5)局部通风机要挂牌指定专人管理。
6)局部通风机不准任意开停。有计划停风要编制安全技术措施，履行审批手续，并严格执行。试验低压检漏装置而停局部通风机时，必须有电工、瓦斯工和专管局部通风机的人员或掘进班组长同时在场，方可进行工作。停风停电前，必须先撤出人员和切断电源，恢复通风前，必须检查瓦斯，符合规定后，方可人工开启局部通风机。
7)一台局部通风机只准给一个掘进工作面供风，严禁单台局部通风机供多头的通风方式。
8)通风距离长且瓦斯涌出量较大的掘进工作面要重点管理，确保掘进工作面不间断供风。
9)安设局部通风机的进风巷道所通过的风量，要大于局部通风机吸风量1.43倍，以保证局部通风机不发生循环风。
10)由于机电故障等无计划停风或节假日检修等有计划停风己经形成瓦斯积聚的掘进工作面，都必须进行排放瓦斯工作，只有在排放后恢复正常通风、瓦斯符合规定的情况下，方可入内进行生产活动。&
11)临时停工的掘进工作面不准停风，并设栅栏、切断电源、加强检查。长期停工的掘进工作面要在24h内封闭完好，并定期检查。
12)巷道贯通后应及时调整通风系统。掘进巷道与其他巷道贯通必须编制专门技术措施，包括调整通风系统的安全措施，并做好充分的准备工作。被贯通的巷道要保持正常通风，贯通前每放一次炮都要检查瓦斯和通风情况．证明己符合《规程》要求时，方可放下一次炮，直至贯通。贯通后，必须立即调整通风系统，保证有足够风量，防止瓦斯积聚，待通风系统稳定、正常、可靠、瓦斯浓度在1％以下后，方可恢复其他工作。
三、& 加强盲巷和采空区瓦斯治理
1、按照分源治理原则治理盲巷和采空区瓦斯，盲巷和采空区是井下积聚高浓度瓦斯的主要地点；
2、加强盲巷和采空区瓦斯的日常管理
1)井下应尽量避免出现任何形式的盲巷。与生产无关的报废巷道或旧巷，必须及时充填或用不燃性材料进行封闭。
2)对于掘进施工的独头巷道局部通风机必须保持正常运转，临时停工也不得停风。如因临时停电或其他原因，局部通风机停止运转，要立即切断巷道内一切电气设备的电源(安设风电闭锁装置可自动断电)和撤出所有人员，在巷道口设置栅栏，并挂有明显警标，严禁人员入内，瓦检工每班在栅栏处至少检查一次。如果发现栅栏内侧lm处瓦斯浓度超过3％或其他有害气体超过允许浓度的，必须在24h内用木板予以密闭。
3)长期停工、瓦斯涌出量较大的岩石巷道也必须封闭，没有瓦斯涌出或涌出量不大(积存瓦斯浓度不超过3％)的岩巷可不封闭，但必须在巷口设置栅栏、揭示警标，禁止人员入内并定期检查。
&&4)凡封闭的巷道，要对密闭坚持定期检查，至少每周一次，并对密闭质量、内外压差、密闭内气体成分、温度等进行检测和分析，发现问题采取相应措施及时处理。
5)恢复有瓦斯积存的盲巷或打开密闭时，瓦斯处理工作应特别慎重，事先必须编制专门的安全措施，报矿技术负责人批准。处理前应由救护队佩带呼吸器进入瓦斯积聚区检查瓦斯浓度并估算积聚的瓦斯数量，然后按“分级管理”的规定排放瓦斯。
四& 加强排放瓦斯的分级管理
l、排放瓦斯分级管理的规定
1)一级管理。临时停风时间短，瓦斯浓度不超过3％的掘进工作面，由通风区长、队长和瓦检工负责就地排放。
2)二级管理。巷道瓦斯浓度超过3％，排放瓦斯风流途径路线短，直接进入回风系统而不影响其他采掘工作面的安全，为二级排放。排放前必须编制排放措施，并由矿技术负责人组织有关部门共同审查，由矿技术负责人签字批准后执行。
3)三级管理。排放瓦斯风流途经路线长，影响范围大，排放瓦斯风流切断其他采掘工作面的安全出口，为三级排放。排放前必须编制排放措施，并由矿技术负责人组织有关部门共同审查，由矿技术负责人签字批准后执行。
4)批准的排放瓦斯安全措施，必须由矿技术负责人负责组织贯彻，责任落实到人，并签字备查。
5)排放时，必须有安全监察人员在现场监督检查，负责监督安全措施的逐条落实。若发现违章排放瓦斯，必须立即停止，并追究当事人的责任。
6)只有检查该区瓦斯浓度达到安全规定后，才允许其他人员进入该区工作。
2、排放瓦斯的安全措施
凡因停电或停风造成瓦斯积聚的采掘工作面、恢复瓦斯超限的停工区或己封闭的停工区以及采掘工作面接近这些地点时，通风部门必须编制排放瓦斯安全措施。不编制排放瓦斯的安全措施，不准进行排放瓦斯工作。
排放瓦斯的安全措施包括下列内容：
1)计算排放的瓦斯量、供风量和排放时间，制定控制排放瓦斯的方法，严禁“一风吹’’，确保排出的风流与全风流混合处的瓦斯浓度不超过1.5％，并在排出的瓦斯与全风压风流混合处安设甲烷报警断电仪。
2)确定排放瓦斯的流径路线和方向。、控制风流设施的位置、各种电气设备的位置、通讯电话位置、甲烷传感器的监测位置等，必须做到文、图齐全，并在图上注明。
3)明确停电撤人范围，凡受排放瓦斯影响的硐室、巷道和采掘工作面，必须停电、撤人、停止作业，指定警戒人员的位置，禁止其他人员进入。
4)排放瓦斯风流经过的巷道内的电气设备，必须指定专人切断电源，并设警示牌。
5)瓦斯排完后，指定专人检查瓦斯，只有在供电系统和电气设备完好，排放瓦斯巷道的瓦斯浓度不超过1％时，方准指定专人恢复供电。
6)加强排放瓦斯的组织领导，明确排放瓦斯人员名单，落实责任。
五、& 加强放炮过程中的瓦斯管理
放炮地点及其附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到l％时，严禁放炮。严格执行放炮过程中的瓦斯管理，必须严格检查制度，严格执行“一炮三检”和“全井撤人，地面启爆”制度。
l、“一炮三检”制度
“一炮三检"是要求放炮工在井下爆破工艺过程中的装药前、放炮前和放炮后必须分别检查放炮地点及其附近20m内风流中的瓦斯浓度和有无瓦斯积聚，只有在瓦斯浓度符合《规程》有关规定时，方准许进行装药、放炮。
2、& “全井撤人，地面启爆’’制度
①放炮时间的规定：早班l 3：30—1
4：00，中班19：30—20：00，上晚班1：30—2：00，上晚班7：30—8：00。
②放炮形式：全井撤人，地面启爆，撤人由井下值班员负责撤人。
③放炮前对放炮母线全面检查，不得有明接头。
④放炮前，机电工事先检查井下所有电气设备，严禁出现失爆现象。
3、清点出井人员兀误后，才准放炮。
六加强瓦斯引爆火源的管理
l、防止明火
1)禁止在井口房、通风机房、瓦斯抽放机房周围20m以内使用明火、吸烟或用火炉取暖。
2)严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井，严禁携带易燃品入井，必须带入井下的易燃品要经矿技术负责人批准。
3)井下禁止使用电炉或灯泡取暖。
4)不得在井下和井口房内从事电焊作业。如必须在井下主要硐室、主要进风道和井口房内从事电焊、气焊和使用喷灯焊接时，每次都必须制定安全措施，报矿长批准，并遵守《规程》有关规定。回风巷不准进行施焊作业。
5)严禁在井下存放汽油、煤油、变压器油等。井下使用的棉纱、布头、润滑油等，必须放在有盖的铁桶内，严禁乱扔放和抛洒在巷道、硐室或采空区内。
2、防止井下放炮火源
1)严格火药、放炮管理，井下严禁使用产生火焰的爆破器材和爆破工艺。
2)要使用安全炸药，不合格或变质的炸药不准使用。
3)炮眼深度和装药量要符合“作业规程”规定；炮眼黄泥装填要满、要实，防止放炮打筒，坚持使用水炮泥。
4)禁止使用明接头或裸露的放炮母线；放炮母线与放炮器的联结牢固，防止产生电火花。
5)禁止放明炮、糊炮。
3、防止电火
1)必须采用矿用防爆型和本质安全型的电器设备。对电器设备的防爆性能要定期、经常检查，不符合要求的要及时更换和修理，否则，不准使用。
2)井口和井下电气设备必须有防雷和短路保护装置；采取有效措施防治井下杂散电流。
3)所有电缆接头不准有鸡爪子、羊尾巴和明接头。
4)修理开关、接线盒等不准带电作业。
5)局部通风机开关要设风电闭锁。
6)发放的矿灯要符合要求，严禁在井下拆开、敲打和撞击灯头和灯盒。
七& 防止瓦斯爆炸灾害扩大
除建立完善合理、抗灾能力强的矿井通风系统外，为防止瓦斯爆炸灾害扩大，还应采取下列措施：
1、编制灾害预防与应急救援预案
矿井每年初都要编制有针对性的、切合实际的“矿井灾害预防与应急救援预案”，每季度根据矿井变化的情况进行修订和补充，并且组织所有入井职工认真学习、贯彻，使每个入井人员都能了解和熟悉一旦发生瓦斯爆炸时的撤出和躲避的路线与地点。每年由矿长组织一次演习。
2、安全防护装置
1）防爆门。安装主要通风机的出风井口处，必须装设防爆门，以便在井下发生瓦斯爆炸时，冲击波将防爆门冲开，释放能量，防止通风机受到破坏。
2)反风装置。主要通风机必须装反转反风装置，并做到每季度至少检查一次，一年至少进行一次反风演习，操作时间和反风风量达到《规程》规定要求，保证在处理事故需要紧急反风时能灵活使用。
3)安设隔爆设施。隔爆设施是根据瓦斯或煤尘爆炸时所产生的冲击波与火焰的速度差的原理设计的。爆炸时产生的冲击波在前，可使隔爆设施动作，将随后而来的火焰扑灭、隔住，从而使爆炸灾害范围不再扩大。
4)每个入井人员不仅要随身佩带自救器，还要懂原理、会使用，在发生瓦斯爆炸或其他灾害时，能安全逃生。
第三节& 防灭火和防尘安全技术措施
1、矿井必须在地面建立消防水池，井下安装消防管路。
2、地面、井下各机房、硐室必须配备一定数量的消防器材。
3、主井井口及通风机房附近20m范围内严禁烟火。
4、严禁在井下吸烟和拆卸矿灯，井下电焊和气焊必须严格按《煤矿安全规程》要求进行。
5、严禁用明火或明电放炮，严禁使用变质炸药和放糊炮。
6、回采工作面：采用湿式打眼，使用水炮泥，在工作面下出口、风巷及机巷各装载处设防尘管路和防尘喷雾装置，在扒煤及运煤时洒水降尘，及作业人员配戴好防尘口罩等综合防尘措施。
7、掘进工作面：作业头采用湿式钻眼、水炮泥封孔，爆破后喷雾洒水，装岩洒水，冲洗岩帮及加强通风排尘和作业人员配戴好防尘口罩等综合防尘措施。
8、对各煤斗、回风巷、总回风巷等易积存煤尘处，每周进行一次全面扫尘和冲洗。
9、合理配备各采掘作业地点的风量，合理建立通风设施，尽量减少向采空区漏风。
第四节& 防治水安全技术措施
1、对矿区及附近的地表河溪、池塘等水体的水位变化和渗漏情况要定期观测，发现问题，及时采取措施。
2、对开采所引起的塌陷区，要及时用粘土回填。
防止地表水渗入井下。
&3、严禁将矸石、炉灰、垃圾等到杂物堆放在山洪、河流可能冲刷到的地段阻碍河流畅通。4、浅部采掘及接近含水层和断层等水害可疑区必须严格执行“有疑必探，先探后掘”的方针。采掘过程中必须严格探放水措施。探放水设备选用QKD—50型。
5、严禁开采各种保安煤柱。
第五节& 顶板管理安全技术措施
1、选择合理的支护形式和支护材料，严格工程质量检查和验收制度。
2、采掘工作面必须及时支护，严禁空顶作业，严格敲帮问顶制度。
3、回柱必须用机械，严禁放顶与采煤平行作业，回柱放顶时必须专人观察顶板。
4、回柱放顶必须由里向外、由下往上逐架进行。放顶前后方必须先加固，确保退路安全、畅通。
5、回柱绞车在回柱过程中，绞车钢丝绳运行区段内不得有人，以免断绳时弹伤人。
6、巷道交叉处及地质构造带等压力大的地点要加强支护，抬好双边楼。
7、独头巷维修前，必须将维修点以内人员撤出，严禁前掘后修，严禁两处及以上同时维修。
8、贯通巷道必须先加固好贯通地点支护，在两巷相距2 0m时，只准一头作业，并保证正常通风。
9、区段罕苍20m范围内抬嚣边楼，10m曰范国内抬好双边楼。并保证净高和净宽的要求。
10、回采工作面初次放顶和收尾必须编制专门措施，并严格执行。
第六节& 机电、运输安全技术措施
1、提升绞车按规定设“一坡三挡”，坚持使用阻车器、捞车器和防跑车挡。
2、加强斜巷提升钢丝绳管理制度，按规定要求定期检查，对不符合安全要求的要及时更换。认真检查串车连接装置，避免断绳、脱钩等跑车事故的发生。
3、规范斜巷提升制度，保证提升信号畅通、准确、真正做到提升不行人，行人不提升。严禁矿车乘人，严禁超载提升和放飞车。
4、平巷人力推车必须遵守《煤矿安全规程》有关规定。&&&
&&&&5、定期检查和维护好矿井供电系统“三大保护"装置。
6、井下严禁使用非防爆电器设备和非矿用阻燃电缆。
7、电气设备实行挂牌管理、责任到人。电缆悬挂整齐，严禁出现羊尾巴、鸡爪子、明接头现象。
8、煤电钻必须使用综合保护装置。严禁带电检修和搬迁电气设备。
9、井下使用的电气设备必须“三证”齐全，防爆电没备失去防爆性能时，严禁侵用。
&&& 10、1 2 7
V手持电钻，采用BZ80—2.5矿用隔爆型电钻综合保护装进行供电控制和保护，井下照明电压采用l 2 7 V，采用B
ZX型矿用隔爆照明综合保护变压器供电。
1l、敷设机械提升斜井的电缆，要有可靠保护装置防止放飞车损坏电缆。
l 2、加强职工安全技术培训，提高职工技术水平。
第七节& 其他安全技术措施
l、矿井必须编制专门的灾害处理计划并由矿长组织实施，矿井与附近专业矿山救护队签订救护协议。
2、每个采掘工作面和井下作业地点在施工前必须编制作业规程和技术措施，并严格执行。
3、必须建立和健全各工种岗位的安全生产责任制和管理人员的安全分工负责制。
4、矿井所有人员必须按《煤矿安全规程》要求进行培训，且考试合格才允许上岗。
5、遇到地质变化带(断层、褶曲)或工作面初次放顶、收尾或其它情况必须及时编制安全技术措施。
6、矿井生产管理人员必须经常深入生产一线，发现问题及时处理，制止“三违”现象。对事故的处理必须按“四不放过”原则处理。
7、斜巷施工过程中每隔20m～40m设置躲避硐，其规格为2m&2m&2m(长&宽&高)。
8、其他未述严格按《煤矿安全规程》、《煤矿安全生产基本条件规定》和《作业规程》执行。
采区建设工期及技术经济指标
第一节& 采区建设工期
一、采区投产井巷工程安排
巷道长度（m）
+476 m中部车场
+476 m底板运输大巷
11采区下部车场
11采区轨道上山
上部车场及石门
11采区通风上山
通风上山联络巷
+537 m中部车场
+537 m进风石门
+537 m瓦斯抽放巷
+537 m瓦斯投放巷
+570m回风石门
+570m回风石门
+570m联络巷
+504m甩道石门
+504m回道石门
+504m联络巷
+470m联络巷
+470m回风上山
1131运输平巷
1131回风平巷
1131开切眼
二、采区投产工期及投资估算
平安煤矿首期总工程量1925m，其中：岩巷工程量1590 m，煤巷335
m。两个掘进队同时施工，施工工期12个月。总计投资224.83万元，其中井巷投资144.8万元（煤巷不计投资），安全设备、设施购置费27.65万元，机电设备购置及安装费用52.38万元。
第二节& 采区主要技术经济指标
一、巷道掘进费用计算
+476 m中部车场
+476 m底板运输大巷
11采区下部车场
11采区轨道上山
上部车场及石门
11采区通风上山
通风上山联络巷
+537 m中部车场
+537 m进风石门
+537 m瓦斯抽放巷
+570 m瓦斯投放巷
+570m回风石门
+570m回风石门
+570m联络巷
+504m甩道石门
+504m回道石门
+504m联络巷
+470m联络巷
+470m回风上山
1131运输平巷
以 煤 养 巷
1131回风平巷
1131开切眼
二、安全设备与设施
安全监控系统
光学瓦斯检定仪
瓦斯报警检测仪
瓦斯涌出初速度测定仪
压风自救系统及避灾硐室
瓦斯抽放泵
2BV6-Ⅲ-OKZ-7P
供电三人保护装置
三、机电设备与设施
绞车及安装
JTB－0.8&0.6A
YBK56－№10
水泵及安装
变压器及安装
S9－100/10/0.4
变压器及安装
S9－20/10/0.4
隔离变压器
柴油发电机
低压配电屏
电煤钻综保
四、采区主要技术经济指标表
采区走向长
采区倾斜长
可采煤层数目
煤层平均厚度
走向短壁爆破落煤
顶板管理方法
全部垮落法
采区地质储量
采区可采储量
采区生产能力
采区服务年限
采区回采率
采区掘进率
投产岩巷工程
采区总投资
采区吨煤投资
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