1、 山西吕梁中阳XX煤业公司扩建工程联合试运转报告矿井名称： 山西吕梁中阳XX煤业公司矿井地址：山西省吕梁市中阳县张子山乡XX行政村设计能力：120万T/年设计单位：研究院施工监理单位 ：山西省煤炭监理公司建设单位： 山西XX煤焦化投资有限公司开工时间：2009年03月试生产时间：XX年X月X日报告时间：XX年XX月XX日 第一部分 矿井概况1、 矿井概况：山西吕梁中阳XX煤业公司隶属山西XX煤焦化投资有限责任公司，矿井位于中阳县张子山乡XX行政村，行政区划隶属中阳县张子山乡。其地理坐标为东经1110615111857，北纬372701372836。按照山西省人民政府关于推进煤矿企业兼并重组的政2、策精神，山西省吕梁市中阳县人民政府对全县现有生产煤矿进行了重组整合规划，本着资源整合，联合改造，扩大规模、规范生产的煤矿企业发展原则，根据全县煤炭资源分布情况和现有煤矿实际生产规模，经过认真研究，提出了全县煤矿企业兼并重组整合方案，目的是通过重组建设，为全县煤矿企业的发展创造有利条件。2009年9月28日，山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发200945号文件下达关于吕梁市中阳县、兴县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复意见，同意吕梁市上报的中阳县XX煤业有限公司兼并重组整合方案。根据该整合方案，由原中阳县裕祥煤业有限责任公司和山西中阳裕安煤业有限公司2个煤矿重组整合为山3、西吕梁中阳XX煤业有限公司，其重组整合主体企业为山西XX焦化有限责任公司，重组整合后井田面积9.1156km2，批准开采4-10号煤层，批准重组后矿井生产能力为120万t/a，净增能力45万t/a。我们根据重组整合意见编制了初步设计、安全专篇 等方案已上报省、市、县主管部门，并经上级主管部门批准扩建工程项目开工建设。我矿根据初步设计、安全专篇 成立了矿井改扩建领导班子。于2009年3月开工扩建，经过十七个月的扩能建设，井下各生产系统基本满足120 kt/a生产条件，形成一个走向长壁式回采工作面(一个为综采工作面)和五个掘进工作面(一个为综掘工作面)，一个准备回采面。矿井采用平硐开拓。主平硐井口4、坐标XYa。风井井口坐标为X=;Y=;Z=+。并已形成完整的矿井生产、通风、运输、排水等系统和地面生产系统、工业场地等，对整个矿井开拓总体布局比较合理。经会同建设单位人员现场踏勘和反复比较，设计拟不再新选择井口进行比较，全部利用原有井口及平硐开拓方式2、井田面积、煤层赋存及围岩情况一、井田面积根据山西省煤矿企业重组整合领导组晋煤重组办发200945号文件批复的企业重组整合方案和2009年11月3日山西省国土资源厅发放的C1400002009111220041618号采矿许可证批准，山西吕梁中阳XX煤业有限公司重组整合后，井田范围由以下4个坐标拐点连线圈定：北京54坐标系：1、X=41495005、.00Y=19509220.002、X=4149500.00Y=19513200.003、X=4146550.00Y=19513200.004、X=4146550.00Y=19511000.00西安80坐标系：1、X=4149451.40 Y=19509149.762、X=4149451.41 Y=19513129.793、X=4146501.39 Y=19513129.804、X=4146501.38 Y=19510929.78井田呈梯形，井田东西长约3.98km，南北宽2.95km，面积9.1156km2，批准开采4-10号煤层。本次重组整合前，参与重组整合各煤矿基本情况：原中阳县裕祥煤业6、有限责任公司：井田面积6.8406 Km2，批准开采4、10号煤层，矿井生产能力60万t/a；原山西中阳裕安煤业有限公司：井田面积2.275 Km2，批准开采4、10号煤层，矿井生产能力15万t/a；重组整合井田面积包括上述2个煤矿井田面积合计9.1156 Km2。第三节 自然地理一、地形、地貌本井田地处吕梁山区，为典型的黄土高原侵蚀地貌，地表切割强烈，黄土梁峁绵延起伏，冲沟密集而狭窄，形态多呈“V”字形，冲沟与黄土梁、峁、垣相间分布，常见陡崖、黄土残柱及陷穴等微地貌景观。综观井田地形，总体为东高西低。井田内地形最高点位于井田东南部山梁，标高1147.3m，最低点位于井田西北边界处，标高9707、.0m。最大相对高差177.3m。二、河流水系本井田属黄河流域三川河水系。它的上游是北川河、东川河和南川河，在离石交口镇汇合后，称为三川河，三川河发源于吕梁山脉的最高分水岭（分别为上顶山、骨脊山、赤坚岭），河流全长168km，流域面积 4161 km2，在石西镇的两河口注入黄河。本井田地表水系属三川河上游的南川河支流，向西北汇入三川河。井田范围内无常年性的河流，只有数条较大沟谷，平时干涸无水，雨季遇大雨则洪流暴发，携带大量泥沙向下游直泻，雨后流量锐减。枯水的冬、春季节，沟谷基本干涸。三、气象井田地处晋西北黄土高原，为大陆性季风气候，属暖温带半干旱地区。气温变化昼夜悬殊，四季分明。降水量有限，多8、呈干旱状态。冬春两季多西北风少雪雨。而夏季雨量集中，有时出现洪水灾害。各项气象要素特征如下: 1、气温年平均气温12.5,1月份最低,平均为6.9,极端最低气温为20.1；7月份最高，平均为24.6，极端最高气温达32.5。一般日最低温度降至0时间在10月中旬，回升至0的时间在翌年4月中旬。2、降水量及蒸发量多年平均降水量为464.2mm，历年最大降水量为577.7 mm,最小为374.4mm。雨量集中于6-9月份,占全年总降水量的60。多年平均蒸发量为1711mm（4-8月蒸发量最大），蒸发量大于降水量。4、风向及风速风向多为西北风，风速历年平均2.5ms,最大月(35月)平均3.1ms,最9、小月(8月)平均2.2ms。5、霜期、雪期及冻土期初霜期在10月上旬，终霜期在翌年3月初。平均无霜期175天。冰冻期平均为11月下旬，解冻期为翌年3月底，最大冻土深度0.91cm。四、地震据国家建筑防震设计规范（GB50011-2001），本区地震基本烈度为度，设计地震动峰值加速度为0.05g。据历史记载，本区及附近未发生过大地震。只在1829年4月(清道光九年三月)离石发生过5.25级地震，震中位置为北纬3730，东经11112。五、社会经济状况中阳县地处吕梁山西麓、黄河东岸，境内山水环抱，自然环境优美，物产资源丰富，共有煤、铁、铝、石灰石、石膏、花岗岩等矿产资源15种，其中煤炭生产和加工为10、本区的主要支柱产业之一。中阳县是山西经济发展较快的县份之一，是晋西重要的交通枢纽，是山西重要的主焦煤生产基地。在改革开放大潮的推动下，中阳县的发展突飞猛进，经济持续快速健康发展，综合实力显著增强，城乡面貌变化巨大，人民生活水平稳步提高，社会事业全面进步。第四节 周边矿井及小窑井田东以山西坤龙煤业有限公司相邻，南与山西离柳焦煤集团朱家店煤矿交界，北界外为山西吕梁离石炭窑坪煤业有限公司。一、山西吕梁离石炭窑坪煤业有限公司为本次重组整合煤矿，由原山西吕梁离石鹏宇煤业有限公司、山西XX永盛煤业有限公司、山西XX永娜煤业有限公司等3个生产煤矿及西部扩大区（原张家庄煤矿、王文庄煤矿和刘家湾煤矿等3个关闭煤11、矿）重组整合而成。整合后井田面积13.9851Km2，批准开采3-10号煤层，整合煤矿拟定生产能力为120万t/a。上述煤矿中原张家庄煤矿和刘家湾煤矿与本矿井田相邻。1、离石市城区街道办事处张家庄煤矿该矿位于本井田北侧，为村办煤矿。始建于1996年，1998年投产，批准开采4、10号煤层，矿井生产能力15万t/a，开拓方式为立井开拓，采煤方法为断壁式，属高瓦斯矿井， 重组整合前开采4号煤层，现矿井已关闭。该矿4号煤层井田南部为不可采区，与本井田相邻处无采空区分布。2、离石刘家湾煤矿位于本井田北侧，为村办煤矿。该矿为筹备基建矿井，后因各种原因而停建，井筒未见煤。二、山西离柳焦煤集团朱家店煤矿位于12、本井田南侧，为国有大型矿井，批采4-10号煤层，现开采4号煤层，采用斜、立井综合开拓，矿井生产能力120万t/a，采煤方法为机械化综采。该矿现开采区段距本井田南部边界较远，而且本井田南部边界附近为4号煤层尖灭区，故朱家店煤矿4号煤层开采情况对本矿生产基本无影响。三、山西坤龙煤业有限公司位于本井田东侧，为本次重组整合煤矿，由原山西坤龙煤业有限公司和原赵家山煤矿重组整合而成。重组整合后井田面积4.4048Km2，批准开采4号煤层，批准生产规模60万t/a。上述参与整合煤矿中原山西坤龙煤业有限公司与本矿相邻，该矿批准开采4号煤层，重组前开采4号煤层，矿井生产能力15万t/a，采用立井方法开拓，采煤方13、法为炮采，属低瓦斯矿井。该矿与本井田相邻处4号煤层仅中段为可采区，南北两段均不可采，据井田内原裕安煤矿开采情况，4号煤层可采范围不大，而且已大片开采，井田东部边界附近已分布多处采空区，开采中未发现相邻坤龙煤矿有越界进入本井田开采情况。据本井田内原有各煤矿开采情况，未发现以往相邻煤矿有越界越层进入本井田开采情况。但随着时间的推移，邻矿开采情况也发生变化，为了安全起见，建议本矿重组整合后将来临近边界处开采时，应详细调查了解相邻煤矿的开采情况和采空区分布情况，以免与相邻煤矿采空区或废弃巷道相互贯通引发各类事故。详见相邻关系图。据了解，井田周边除上述煤矿外，没有其它小煤窑开采。第五节 地质勘查及矿井地14、质工作一、以往地质勘查工作本井田位于河东煤田离石矿区离石详查勘探区南部,属离石国家规划矿区。1920年王竹泉先生编制的中国1100万地质图太原榆林幅说明书，为该地区最早见于地质文献的资料。此后候德封先生曾来此填制1:20万地质图，杨钟键先生来此作过新生代地层的研究。抗战期间，为掠夺我国资源，伪油矿事务处日本人曾来此作过地质调查，并著文论述。井田内正规的地质工作始于解放后的1956年，兹将以往地质工作的情况及质量分述如下： 1957年地质部山西省办事处汾阳地质队张良瑾等编有离石中阳县一带煤田地质普查报告，地质调查工作量大，地层划分较为准确。1959年3-10月，山西省煤勘148队对离石矿区进行了15、煤田普查工作。1967年8月至1970年11月，山西省煤勘148队又对离石矿区进行了详查勘探，填制了万分之一地形地质图，对该区地层进行了详细的划分，并进行了系统的煤、岩层对比，1971年6月提交了河东煤田离石矿区详查勘探报告。该报告1971年7月由山西省煤炭化工局验收通过。普查与详查时在本井田内及外围施工了13、14、58、59、66、67、86号7个钻孔，钻探总进尺2703.17m。据本次搜集到的钻孔煤层资料看，质量尚可，且钻孔均进行了物探测井验证，综合质量较好，成果均可供利用。二、矿井地质工作及本次工作1、矿井地质工作：山西吕梁中阳XX煤业有限公司为重组整合煤矿，整合前各煤矿均已进行了多年16、开采生产，矿上技术人员配合矿井生产需要做了一定的矿井地质工作。（1）井巷测量工作根据开采规划需要，整合前各煤矿均对原矿井井口位置和井下巷道全部进行了全仪器或半仪器实测，即井口和主要巷道用2经纬仪施测，其它巷道用罗盘定向、皮尺量距进行简易测量，为生产进度计划和图件制作提供了可靠的基础资料。（2）基本图件绘制配合生产需要积极搜集以往地质成果，并结合矿井实际生产资料，绘制了一些矿井生产必需的基本图件，如地形地质图、采掘工程平面图、综合柱状图和井上下对照图等，为矿井生产提供了必要的指导作用。（3）井下地质编录在开采过程中，对井下巷道揭露的煤层厚度、结构情况进行了认真观测和记录，并及时标在采掘工程平面图17、上，为下一步开拓布巷提供了规划依据。（4）瓦斯监测工作根据矿井安全生产规程要求，认真进行井下瓦斯监测工作和年度瓦斯等级鉴定工作，严格按照有关规定认真进行瓦斯管理，为矿井安全生产提供了保障。（5）煤质检验为了掌握井下煤层煤质变化情况，各煤矿不定期采取煤层煤样进行了主要煤质指标分析，并进行了煤尘爆炸性和煤自燃倾向性测试，取得了已开采和揭露煤层4、10号煤层的相关试验数据，为采取防范措施，保证安全生产提供了可靠依据。（6）水文地质工作开采过程中，各煤矿对井下涌水情况进行了认真观测和分析，并坚持按时向地面抽排，保证了矿井安全生产。总之，整合前各生产煤矿在开采过程中均做了一定的矿井地质工作，为矿井生产提18、供了必要的技术指导和服务。2、本次工作情况本井田位于离石详查区东部，以往已进行了一定的勘查工作，而且参与重组整合的二个煤矿，近年均新编了矿井地质报告，编制过程中按照有关要求已做了较多的矿井地质调查工作和分析研究工作，取得了较丰富工作成果。考虑到井田内钻孔分布较少，煤层控制程度仍显不足的情况，经与矿方共同商讨，由我公司在本井田内重新补打了4个钻孔，即501、502、503、504号钻孔，钻探总进尺1968.60m,4个钻孔均进行了物探测井验证，取得了煤层、煤质资料。本次工作在充分搜集以往勘查资料和参与重组整合各煤矿已有地质资料及新的开采资料的基础上，结合新施工钻孔成果，通过综合分析、研究和进一步19、调查、核实进行必要的补充和修正，并补充调查了部分井下见煤点资料，对煤层底板等高线局部不合理处进行了修正。同时补充搜集和利用了部分邻近钻孔资料等等。在此基础上对整合井田的地层、构造、煤层、煤质、水文地质条件和其他开采技术条件等进行综合分析和论述，并综合各煤矿资料重新绘制了整合井田地形地质图、地层综合柱状图、煤层底板等高线及资源储量估算图等图件。对批采4、5、6、9、10号煤层进行了资源/储量估算，并调查了井田开采煤层及周边矿井采空区积水、积气和火区情况，估算了采空区积水量，编写了采空区积水、积气及火区调查报告。最后完成了报告编制工作。本次重组整合矿井地质报告是在以往勘查成果和各矿新近矿井地质报告20、以及各煤矿实际生产资料的基础上，经过综合分析研究编制完成的，利用各类资料基本可靠。本次工作未布设新的勘探工作。三、井田地质勘查程度评价本井田位于离石详查区东部，本次由山西地宝能源有限公司于2009年9月-2010年5月又补充施工了4个钻孔（501、502、503、504），现井田内及邻近共分布勘查钻孔11个，钻探总进尺4671.77m，所有钻孔均进行了物探测井验证。11个钻孔除个别煤层（13号孔、59号孔9号煤层）无化验资料外，其余可采煤层全采取煤芯煤样进行了煤质指标化验。总之，以往精查工作取得了较丰富的地质勘查成果。根据本次资源/储量估算结果，井田探明的经济基础储量（111b）占到总资源/储21、量的77.1%，探明、控制的经济基础储量（111b+122b）占到总资源/储量的98.6%。综合评价本井田地质勘查程度基本达到了勘探阶段要求。关于以往勘查工作质量情况，本次未搜集到1970年详查钻孔的详细质量验收资料。现根据收集到的部分资料，对以往主要勘查工程和本次施工钻孔质量情况简单评述如下：1、地形地质图井田1：5000地形地质图为原山西煤田地质勘探148队1970年详查勘探时测量和填绘，经煤矿使用，地形、地物标高清楚，除局部地形、地物稍有变化外，大部地形等高线与实地对照基本相符。图纸经历次编制矿井地质报告中检查修正，图纸质量可满足煤矿生产用图要求。本次使用1:5000地形地质图，即由该图22、复制，并在图上标有1954年北京坐标系统和1980年西安坐标系统，可对照选择使用。2、钻探工程井田内及邻近分布1967-1970年离石勘探区详查钻孔7个和本次施工钻孔4个，共计钻孔11个。本次未搜集到1970年详查钻孔的详细验收评级资料，单从煤层采取率看，详查钻孔钻探质量一般。部分煤层存在打丢和采取率不高的问题。关于本次施工的4个钻孔，经验收评价，钻孔质量钻探为甲级孔3个，乙级孔1个，测井均为甲级孔。总体钻孔质量较高。关于煤层质量，4个钻孔共穿过可采煤层8层次，验收评价结果，钻探合格8层次，合格率100%。根据质量验收情况评价，本次施工钻孔总体质量较好，成果可供利用。3、物探测井本次利用的以往23、11个钻孔的钻探煤层成果均进行了物探测井验证。由于采用了比较先进的测井仪器，选择视电阻力、伽玛和伽玛伽玛三种参数的1：200和1：50精测曲线，综合进行煤岩层定性、定量解释，提高了解释成果的精确度，成果质量比较可靠。特别是本次施工4个钻孔，共解释可采煤层8层次，验收评价结果，质量全为优质，优质率为100%。测井质量良好。4、样品采集和化验本次利用11个钻孔施工中多数钻孔均对可采煤层采取进行了煤质指标化验，取得了一系列化验成果，但试验项目中，由于历史原因，1967-1970年施工钻孔，均无粘结指数资料，给按新标准划分煤类造成一定困难。5、钻孔封闭井田内以往钻孔和本次施工钻孔均按照封孔设计要求进行24、了钻孔封闭，即煤采层段采用水泥砂浆封闭，非煤系层段用红土泥球充填，因均未进行启封检查，具体封孔质量无从评述。总的来说，以往施工钻孔的煤层成果和煤质资料，综合质量较好，可供本次报告利用。第二章 矿井地质第一节 区域地质简况一、区域地质1、区域地层本井田位于鄂尔多斯聚煤盆地东缘的河东煤田中段离柳矿区内。属离石国家规划矿区，区域地层见表2-1。2、区域构造河东煤田属鄂尔多斯盆地东部边缘，按地质力学观点，本煤田为祁吕贺山字型构造脊柱东侧盾地与东翼内带之间一沉积煤盆地，由于受各时期构造运动的影响，形态比较复杂，而东翼以北北东向的新华夏系构造为主。离柳矿区位于河东煤田中部，基本上是一向西倾斜的单斜构造，东25、部发育大的宽缓褶曲，成为矿区控制性构造。褶曲自东而西有离石中阳向斜、王家会背斜、三交柳林单斜，其间伴生有炭窑沟、朱家店、湍水头等较大断层。王家会背斜由于隆起部位遭受长期剥蚀，其上含煤地层不复存在，而背斜东部分离出离石煤盆地。离柳矿区以北和以南，构造应力较为强烈，发育了汉高山断层带和紫荆山断层带。而中部产生了离石鼻状构造，本构造以离石聚财塔一线为转折线，形成了一个弧顶向西突出的弧状褶曲。这个弧状褶曲在三交、柳林区表现明显，在转折线以北的三交区，地层走向由北东转向北北东至南北向，而转折线以南的柳林区，则由南北转向北北西至北西。在鼻轴(转折线)部位由于张力作用产生了一个东西向的张性断裂带，即聚财塔断26、层和聚财塔南断层组成的地堑构造，落差130-255m。3岩浆岩本区未发现有岩浆侵入体，无岩浆岩分布。二、区域含煤特征河东煤田离柳矿区位于山西省西部，主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。区域地层简表 表2-1地层单位厚度（m）岩性描述界系统组代号新生界第四系全新统Q40-24冲积层,由亚砂土、砂层及砾石层组成上更新统马兰组Q3m0-58浅黄色，黄土状亚粘土及亚砂土。含大孔隙，局部夹砂砾层及其透镜体。常组成二级阶地及其丘陵顶部覆盖黄土地貌中更新统离石组Q2l0-140红黄、浅红棕色黄土状亚砂土。夹红综色古土壤层，其下可见钙质结核层，底部夹有薄透镜状砾石层，砾石万分单一，以灰岩为主。垂27、直节理发育。上第三系上新统保德组N2b0-122底部为灰白、浅红色砾岩，砾石成分为片麻岩、石英砂岩、石灰岩组成，砾径5-10m，钙质胶结，上部为紫红色及棕红色粘土及砂质粘土，夹薄砾石层及钙质结核中生界三叠系中统铜川组T2t221-341下部为灰绿、灰黄及灰红色长石-石英砂岩为主，夹薄层泥岩，砂岩含磁铁矿条带、钙质结核等，上部由灰红色厚层状中细粒长石石英砂岩为主，夹泥岩及1-2层凝灰岩二马营组T2er429-519中上段由紫红、灰红色长石-石英砂岩及薄层泥岩、砂质泥岩组成。下段为灰绿色厚层中粒长石石英砂岩夹泥岩及砾石透镜体，顶部为紫红色砂质泥岩下统和尚沟组T1h92-167紫红、砖红色砂质泥岩、28、泥岩夹浅红色细砂岩，局部含数层钙质结核或透镜状淡水灰岩层刘家沟组T1l330-485淡红、砖红色细粒薄板状长石-石英砂岩夹薄层紫红色砂质泥岩，砂岩中含泥质包裹体，具大型交错层理，细砾岩中见有淡水灰岩层古生界二叠系上统石千峰组P2sh99.5-224以砖红、鲜红色砂质泥岩、泥岩为主，下部砂岩发育，上部以细碎岩为主，夹透镜状淡水灰岩上石盒子组P2s350-508下段以灰绿色砂岩为主，中段为紫红色、灰绿色砂质泥岩、粉砂岩与紫色泥岩互层；上段为紫色、葡萄紫色、蓝灰色砂质泥岩、泥岩，夹薄层浅色长石泥岩下统下石盒子组P1x60-116灰-灰绿色砂岩、灰色泥岩及煤线组成，底部含煤线数层，上段为灰绿色中厚层状29、砂岩，夹砂质泥岩及炭质泥岩山西组P1s33-88灰白-深灰色砂岩，灰黑色泥岩及煤层组成，含2-5层煤，其中4层煤可采或局部可采，主要含煤地层之一石炭系上统太原组C3t60-127由灰白色砂岩、灰黑色泥岩、石灰岩及煤层组成，含灰岩5-6层，煤层5-7层，可采煤层2-4层。主要含煤地层之一中统本溪组C2b14-48由铁铝岩、粘土泥岩及泥岩、砂岩组成，底部为山西式铁矿或黄铁矿及G层铝土矿，向上为泥岩段，夹薄层砂岩及煤线区域地层简表 续表21地层单位厚度（m）岩性描述界系统组代号古生界奥陶系中统峰峰组O2f46-138浅灰-深灰色中厚层状石灰岩，角砾状泥灰岩为主，夹层状、脉状、纤维状隐晶质石膏，石膏带30、多赋存于中下部上马家沟组O2s122-383底部为泥灰岩，局部含角砾，其上主要为灰岩及白云质泥灰岩与豹皮状灰岩互层下马家沟组O2x83-263底部为黄褐色中厚层状石英砂岩及黄绿色钙质泥岩、泥灰岩，其上为灰岩，夹薄层泥灰岩及白云质灰岩下统冶里-亮甲山组O1y-O1l46-12129-45底部为黄绿色泥岩与竹叶状白云岩互层，泥岩一般为2-3层，其上为燧石结核、白云岩和泥质白云岩，泥岩中含山西朝鲜早化石寒武系上统凤山组3f55-110底部为泥质白云岩，向上为厚层白云岩、泥岩及泥质条带白云岩，白云岩层位稳定，质纯，含五湖嘴虫及索克虫化石长山组3ch3-44灰紫色竹叶状灰岩，夹薄层灰岩，汉高山-带相变为31、白云质灰岩，含王冠头虫化石崮山组3g7-40黄绿色、灰紫色泥岩，泥质条带灰岩和竹叶状灰岩元古界震旦系汉高山组Zch510下部为紫红色砾岩及灰黄色砂岩，上部为紫红色砂质泥岩、泥岩夹砂岩，靠下部夹一层1.2m厚的安山质凝灰岩，含孢粉野鸡山群白龙山组Pyb660变基性火山岩，由斑状、气孔状斜长石角闪岩、角闪变粒岩及千枚岩组成青杨树湾组Pya480-1002下部为变质砾岩，含砾石英岩及石英岩等变质粗粒碎屑岩，中部为浅红色条带状石英岩状角闪变粒岩，上部为灰黑色条纹、条带状钙质黑云母千枚岩，夹钙质石英岩及1-2层变基性火山岩太古界吕梁山群AL4835-13035以变质酸性、基性火山岩为主，中部夹有泥质为主32、的变质沉积岩（石英岩、千枚岩、大理岩），顶部为巨厚层状的大理岩界河口群AJ500-700以云母片岩、云母变粒岩为主，夹各种大理岩，黑云母斜长片麻岩及斜长角闪岩，经受混合化作用较强烈区域可采煤层情况表 表2-2含煤地层煤层编号煤层厚度（m）最小最大平均煤层间距（m）最小最大平均结构（夹石层数）可采性稳定性山西组20.252.200.891.0123.9210.34简单（02）局部可采不稳定30.401.501.05简单（01）局部可采不稳定016.996.1640.846.052.98较复杂（04）局部可采不稳定1.809.745.5650.105.042.73复杂（06）大部可采较稳定11.533、631.8216.88太原组60.101.660.81简单（02）大部可采较稳定17.3937.5827.7380.799.333.91复杂（07）局部可采不稳定012.481.3290.183.121.39复杂（05）局部可采不稳定022.509.43100.188.381.66较复杂（04）大部可采较稳定石炭系上统太原组为一套海陆交互相的含煤建造。主要是由一套石灰岩、泥灰岩、泥岩、砂质泥岩及不同粒度的砂岩组成，地层厚度70127m。含煤6上、6、7、8上、8、9、10、11号煤层。其中8号煤层为稳定可采煤层，6、10号煤层为较稳定的大部可采煤层，9号煤层为不稳定的局部可采煤层，其余为不可采34、煤层。二叠系下统山西组是一套由砂岩、泥岩、砂质泥岩和煤层组成的陆相含煤建造，地层厚度一般为3398m。含煤02、03、1、2、3、4、4下、5、5下号煤层。其中5号煤层为较稳定可采煤层， 3、4号煤层为不稳定的局部可采煤层。其余为不可采煤层。第二节 矿井地质一、地层井田位于河东煤田中段，离石矿区东部边缘，井田内地表大部为黄土覆盖，根据钻孔揭露情况，井田范围内沉积地层由下而上依次为：1、奥陶系中统峰峰组（O2f）埋藏于井田深部，地层厚度110m左右，岩性底部多为角砾状石灰岩，中下部为泥灰岩、灰岩、含脉状纤维质石膏或层状隐晶质石膏3-5层。上部为中厚层石灰岩，夹有薄层角砾状泥灰岩、泥岩。2、石炭系35、中统本溪组（C2b）平行不整合于下伏奥陶系灰岩之上。底部为鸡窝状山西式铁矿和浅灰色铝土岩，即铁铝层段。之上为深灰色泥岩、砂质泥岩夹泥岩、粉砂岩、和2-3层不稳定石灰岩及1-2层薄煤线。本组厚度24.00-45.00m，平均32.78m。3、石炭系上统太原组（C3t）连续沉积于本溪组之上，为井田内主要含煤地层之一，地层厚度74.20-86.18m，平均80.84m，岩性为灰-灰白色砂岩，深灰色泥岩、砂质泥岩间夹3-4层煤层，其中9、10号煤层为井田主要可采煤层。自下而上发育的L1、L2、L3（L1、L2多合并为一层，有时L1、L2、L3合并为一层）、L4、L5石灰岩层位基本稳定，为良好的标志层。36、本组底部以一层灰白色中细粒石英砂岩（K1）与本溪组分界。4、二叠系下统山西组（P1s）井田主要含煤地层之一，与下伏太原组呈连续沉积，地层厚度64.30-87.78m，平均71.53m。岩性由深灰-灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和6-8层煤层组成，其中4号煤层为可采煤层，底部分界砂岩（K3）为一层灰白色中细粒砂岩。5、二叠系下统下石盒子组（P1x）连续沉积于山西组之上，岩性为灰-灰绿色砂岩夹深灰色粉砂岩、泥岩、砂质泥岩，下部偶夹1-2层煤线，顶部有一层浅灰、紫红斑杂色铝质泥岩，俗称：桃花泥岩，为良好辅助标志层。底部以一层灰绿色中粗粒砂岩（K4）与山西组分界。本组厚度90.50-115.60m，平均37、105.71m。6、二叠系上统上石盒子组（P2s）岩性由灰绿、黄绿、紫红色泥岩，砂质泥岩和黄绿、灰绿色砂岩互层，井田内该组上部多被剥蚀，最大残留厚度约210m左右。7、上第三系上新统(N2)岩性由棕红色粘土、亚粘土组成，含有钙质结核。与下伏基岩呈角度不整合接触。厚度0-60.00m，平均30.00m。8、第四系中、上更新统 （Q2+3）广泛分布于井田内，上部为第四系上更新统黄色亚砂土，下部为中更新统浅红、红黄色亚粘土，垂直节理发育，厚度0-100.00m，平均60.00m。9、第四系全新统 （Q4）分布于井田内较大沟谷中，为近代冲积、洪积层，由砾石、卵石、砂、砂土组成。厚度0-15.00m，平38、均5.00m左右。二、含煤地层井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。此外，在本溪组和下石盒子组也含有少量不稳定的薄煤层和煤线。现将井田主要含煤地层叙述如下：（一）、太原组（C3t）为一套海陆交互相含煤地层，平均厚度67.26m左右，根据岩性岩相组合特征，自下而上可分为三段：1、下段由K1砂岩底至10号煤层底，厚度25.60m左右，岩性以深灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹有灰色中、细、粉砂岩和一层稳定的10号煤层，底部K1砂岩为一层中-细粒石英砂岩，成分以石英和石英质岩屑为主，硅质泥质胶结，磨圆度较好，分选中等，垂向上呈正序列，发育有板状交错层理。K1砂岩不稳定，厚度变化大，有时相变39、为粉砂岩，平均厚度为6.39m。本段泥质岩类成分主要为高岭石，次为伊利石、低开石及锂云母等，常见陆源石英、长石及岩屑等混入物。顶部泥岩中富含球粒状菱铁矿。本段为一套海退的泻湖、障壁岛体系沉积，其间有过一次范围不广的泥沼环境，沉积了一层不稳定的薄煤层。2、中段由10号煤层底至L3灰岩顶，厚度29.20m左右。岩性由深灰色泥岩、砂质泥岩间3层石灰岩（L1、 L2、 L3，井田内大多合并为一层）和1层煤层（10号）组成，为本组主要含煤段，10号煤层为井田主要可采煤层。本段所含3层灰岩中， L1、 L2合并层灰岩为泥晶泥质灰岩。含腕足类、苔藓类、瓣鳃类等化石。L3灰岩为生物泥晶泥质灰岩，基质中含有少量40、硅质，化石呈片状，种类有腕足、棘皮动物等。所含砂岩以中细粒为主，具交错层理，垂向上以反粒序为主，碎屑成分以石英、燧石、岩屑为主，泥质胶结，磨圆、分选较好。本段泥质岩成分主要为高岭石、石英和云母，含少量菱铁矿结核。该段属湖坪体系沉积，三次海退海进分别形成了砂坪、泥坪、沼泽和泥岩及碳酸盐岩台地沉积环境，沉积了普遍发育的L1、 L2、和 L3三层灰岩和10号稳定可采煤层，其中由于前二次海侵与第三次海侵间隙较短，只局部出现了其间海退期的泥坪沉积，大部地区则三次海侵叠加，形成历时较长的碳酸盐台地环境，沉积了较厚的灰岩地层。3、上段由L3灰岩顶至K3砂岩底，厚度26.04m左右，岩性由深灰色泥岩、砂质泥岩41、，2层石灰岩（L4、 L5）和2层煤层（6、7号）组成。所含砂岩以中细粒为主，发育大型交错层理磨圆、分选较好，成分以石英、长石及岩屑为主，泥质胶结。所含泥质岩成分以高岭石、石英云母为主。本段亦属潮坪体系沉积，两次海退海进分别经历了由潮间坪-泥炭坪环境的演变过程。由于泥炭坪环境相对稳定性差，致沉积煤层多不可采。（二）、山西组（P1s）为一套陆相碎屑岩含煤地层，平均厚度71.53m。岩性主要由深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩间3-4层中、细粒砂岩和6-8层煤层组成。所含煤层中；下部4号煤层为可采煤层。其余煤层均不可采。本组所含砂岩多以中细粒为主，成分以石英、长石和岩屑为主，有时含煤屑。砂粒磨圆、分选中42、等，交错层理发育，有时有冲刷下伏地层现象。该组所含泥岩多具水平层理，局部富含植物茎叶化石。本组属三角洲体系沉积，随着晚石炭世最后一次海侵的结束，早二叠世早期，井田一带逐渐过渡为三角洲沉积环境，而三角洲沼泽化就成为山西组主要煤层堆积的良好基础，故而沉积了井田可采的4号煤层。三、构造井田位于河东煤田中段东部，区域构造位置处于吕梁山复背斜之次级构造王家会背斜西翼，受其影响井田范围总体呈一走向北北东，倾向北西西的单斜构造，发育有次级起伏。主要表现为3条宽缓褶曲，即S1背斜和S2向斜及S3背斜。井田地层倾角大部比较平缓，为3o-8o左右，东部地段较陡，地层倾角可达10o-14o。另外，根据井下巷道揭露，43、井田内还发现14条中小型正断层，其中除F1断层规模稍大外，其余均为落差2.1m以下小断层。现将井田主要次级褶曲和规模稍大的F1正断层叙述如下：一、褶曲1、S1背斜位于井田西北部，轴向N65-70E,斜穿井田。两翼不对称，其西北翼比较平缓，地层倾角3左右，其东南翼倾角略陡，倾角为5-6之间，井田内延伸长度2460m。2、S2向斜位于井田中部，轴向N60-40E,斜穿井田中部。背斜两翼南段基本对称，地层倾角在5-6之间，其北段西北翼平缓，地层倾角在5-6，东南翼较陡，地层倾角在6-140左右，井田内延伸长度2970m左右。3、S3背斜位于井田西南部，其轴向呈N70-75E,向斜两翼基本对称，地层倾44、角为5-10左右，井田内延伸长度1800m左右。二、断层1、F1正断层位于井田东南部，为原裕祥煤矿井下揭露断层，断层走向N5W转N10E, 北段略呈弧形延展，断层倾向W，倾角70，落差8-14m，延伸长度约900m。2、关于小断层情况，根据矿上提供资料，原裕安煤矿开采4号煤层巷道中共发现11条小断层，均为正断层，落差1.00-2.10m,延伸长度30-80m；原裕祥煤矿开采10号煤层巷道除揭露了较大的F1正断层外，还发现1条落差2.1m的小型正断层，延伸长度60m左右。总之，由于上述小断层落差不大，延伸不长，对井田煤层开采影响不大。井田内未发现陷落柱等其他构造，未见岩浆岩侵入体,井田总体构造属45、简单类。第三章 煤层、煤质及有益矿产第一节 煤 层一、含煤性本井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。山西组平均厚度71.53m，含01、02、1、3、4、4下、5号煤层，其中4号煤层为可采煤层。煤层平均总厚1.80m，含煤系数2.6%；可采煤层平均厚0.64m，可采含煤系数0.9%。太原组平均厚度80.84m，含6、7、8、9、10、11、12号煤层，其中9、10号煤层为稳定可采煤层。煤层平均总厚7.53m，含煤系数9.3%；可采煤层平均厚6.02m，可采含煤系数7.4%。煤系地层总厚152.37m，含煤总厚9.42m，含煤系数6.2%；可采煤层平均厚6.66m，可采含煤系数4.446、%。二、可采煤层本井田可采煤层为4、9、10号煤层，其特征见表3-1。可采煤层特征表 表3-1地层煤层厚度最小-最大平均（m）层间距最小-最大平均（m）结构（夹矸数）稳定性可采性顶底板岩性顶板底板山西组40-2.000.6461.25-70.3065.50简单(0-1)不稳定局部可采泥岩砂质泥岩中细砂岩泥岩砂质泥岩中细砂岩太原组90.96-1.551.25简单(0-1)稳定分叉区可采砂 岩泥岩砂质泥岩0-7.403.71102.45-7.124.77复杂(0-5)稳定全井田可采砂岩砂质泥岩泥岩泥岩泥岩1、4号煤层位于山西组下部，煤层厚度02.00m，平均0.64m。为不稳定局部可采煤层，可采地47、段为井田中东部，可采范围不大，井田西北部和南部分布尖灭区。该煤层结构简单，偶含1层夹矸。煤层直接顶板大多为泥岩、砂质泥岩，局部为中细砂岩，底板大部为中细砂岩或砂质泥岩，局部为泥岩。井田内该煤层已被部分开采。2、9号煤层赋存于太原组下部，上距6号煤层61.25-70.30m，平均65.50 m。井田东部该煤层与下部10号煤层合并为一层，而在井田中西部分叉为独立煤层，分叉区煤层厚度0.90-1.55m，平均1.25m。该煤层大部不含夹矸，局部含1层夹矸，结构简单，直接顶板为中细砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。该煤层在分叉区稳定可采。3、10号煤层位于太原组下部，上距9号煤层0-7.40m。煤层厚度2.48、45-7.12m，平均4.77m。该煤层在井田东部与上部9号煤层合并为一层，合并区厚度4.35-7.12m，平均5.70m。井田西部为分叉区，分叉区10号煤层厚度2.45-4.82 m，平均4.18m。该煤层为井田稳定可采煤层。煤层结构复杂，一般含2-3层夹矸，局部含4-5层夹矸或不含夹矸。煤层顶板大部为砂质泥岩，局部为中细砂岩。底板大部为泥岩、砂质泥岩、局部为细砂岩。井田东南部该煤层已进行部分开采。三、煤层对比煤层对比采用离石详查地质报告对比成果,其对比方法主要采取标志层法，结合地层层序、层间距及煤层自身特点等进行对比。1号煤层：位于山西组上部，上距K4砂岩12.60m左右。3号煤层：位于山49、西组中部，下距4号煤层8.80m左右。4号煤层：位于山西组下部，其上有一层砂体，易于识别。原煤灰分低于其它煤层。测井曲线显示伽玛伽玛值本煤层最高。易于对比。5号煤层：位于山西组底部，上距4号煤层15.30m左右，下距K3砂岩5.00m左右，下距太原组顶部L5灰岩8m左右。借助K3、L5标志层，易于确定其层位。6号煤层： 上距L5灰岩为5.00m左右，借用L5灰岩为对比标志。易于确定其层位。8号煤层：位于L1灰岩之下，层位易于确定。9号煤层：下距10号煤层0-7.40m，上距L1灰岩8.00m左右，易于对比。10号煤层：下距太原组底部K1砂岩13m左右。L1灰岩为其老顶，层位易于对比。综上所述，50、井田内标志层发育，各煤层特征比较明显，故对比结果可靠。 第二节 煤 质一、 物理性质和煤岩特征 (一)物理性质井田内各煤层的物理性质，颜色为黑色，条痕为棕黑色、褐黑色，玻璃和强玻璃光泽，硬度一般为23，有一定的韧性，参差状、阶梯状断口，内生裂隙发育。 (二)煤岩特征1、宏观煤岩特征各层煤的宏观煤岩成分以亮煤为主，次为暗煤、镜煤，少量丝炭。宏观煤岩类型主要为光亮型和半亮型，半暗型次之，少量暗淡型。煤层主要为条带状、线理状结构，层状构造，次为均一状结构，块状构造。2、显微煤岩特征各层煤的显微煤岩组分以有机物为主，无机组分次之。其中有机组分中又以镜质组和半镜质组为主，惰质组次之；无机组分主要为粘土类51、，少量硫化物类。镜质组油浸最大反射率为1.4%。二、化学性质和工艺性能（一）化学性质（1）4号煤原煤：水分(Mad)为0.11-0.56%，平均为0.37%；灰分(Ad)为13.14-21.99%，平均为19.02%；挥发分（Vdaf）为19.56-22.57%，平均为21.27%；全硫(St,d)为0.52-0.78%，平均为0.65%；磷(Pd)为0.0101%；发热量(Qgr.d)为27.05MJ/kg。浮煤：水分(Mad)为0.31-0.68%，平均为0.52%；灰分(Ad)为3.80-9.07%，平均为6.87%；挥发分（Vdaf）为16.69-21.87%，平均为19.66%；全硫52、(St,d)为0.52-0.75%，平均为0.64%；胶质层厚度（Y）8-18mm,平均13mm；粘结指数（GRI）42。该煤层为特低灰-低灰、特低硫-低硫、低磷、高热值的瘦煤。（2）9号煤原煤：水分(Mad)为0.12-0.48%，平均为0.32%；灰分(Ad)为16.58-34.95%，平均为21.95%；挥发分（Vdaf）为18.56-25.39%，平均为20.37%；全硫(St,d)为0.31-2.94%，平均为1.79%；发热量(Qgr.d)为28.60-29.46MJ/kg，平均为29.03MJ/kg。浮煤：水分(Mad)为0.20-0.69%，平均为0.46%；灰分(Ad)为5.53、06-9.83%，平均为6.85%；挥发分（Vdaf）为16.16-23.53%，平均为19.13%；全硫(St,d)为1.27-1.57%，平均为1.42%；粘结指数（GRI）41-66，平均54；胶质层厚度8。该煤层为特低灰-中灰、中硫、特高热值的瘦煤和焦煤。（3）10号煤原煤：水分(Mad)为0.09-0.995%，平均为0.67%；灰分(Ad)为7.20-35.22%，平均为20.06%；挥发分（Vdaf）为19.29-28.52%，平均为18.35%；全硫(St,d)为1.05-3.96%，平均为1.92%；发热量(Qgr.d)为16.14-34.58MJ/kg，平均为27.47MJ54、/kg。浮煤：水分(Mad)为0.23-0.98%，平均为0.61%；灰分(Ad)为2.62-10.07%，平均为5.31%；挥发分（Vdaf）为15.51-18.34%，平均为16.20%；全硫(St,d)为0.99-1.86%，平均为1.23%；发热量(Qgr.d)为30.03-35.42 MJ/kg，平均为33.86MJ/kg；磷(Pd)为0.0152%；粘结指数15.70，平均50.7；胶质层厚度5-24.5mm,平均10mm。该煤层为特低灰-中灰、低硫-中高硫、低磷、低-特高热值之焦煤和瘦煤、贫瘦煤（以瘦煤为主，局部分布焦煤和贫瘦煤）。各煤层主要煤质特征详见表3-2。三、可选性据1955、91年12月山西省地质矿产局215地质队编制的山西省离石县七里滩煤矿扩建勘探(精查)地质报告资料，勘探时在七里滩煤矿4号煤层可选性大样，进行了可选性试验。其筛分试验结果见表3-3，浮沉试验结果见表3-4。筛分结果表明： 4号煤大样13-6mm粒级最多，煤的灰分集中在25-13mm粒级。浮沉试验结果的可选性评价，按煤炭可选性评定方法(GB/T16417-1996)进行，据七里滩煤矿4号煤大样浮沉试验结果绘制的可选性曲线图(图3-1)，选用理论灰分(Ad)6%、8%，分选比重相应为1.39、1.58，计算结果0.1含量为47.2%、7.6%，应分别评定为极难选、易选煤。理论精煤回收率为81-96%56、，均为优等。4 号 煤 层 可 选 性 曲 线 图 图3-1据井田北侧炭窑坪煤业公司2009年10月在原永娜煤矿采取10号煤层简选送样进行了简易筛分浮沉试验，试验结果见表3-5、表3-6、表3-7。依据GB164171996规定和本次实验绘制的可选性曲线（图3-2），经计算机计算，不同灰分原煤产品的0.1含量和可选性结果如下： 原煤灰分5% 时，理论产率为93.5%，分选密度为2.017g/cm3，0.1含量为14.06%，属中等可选等级； 原煤灰分6% 时，理论产率为95.4%,分选密度为2.255g/cm3 ,0.1含量为10.51%，属中等可选等级； 原煤灰分7% 时，理论产率为96.957、4%，分选密度为2.563g/cm3，0.1含量为7.01%，属易选等级。主要煤层煤质分析结果汇总表 表3-2煤层号原浮煤工业分析（%）.发热量（MJ/kg）Qgr.d元素分析（%）焦渣特征胶质层厚度Y粘结指数GRI精煤回收率（%）视密度煤类MadAdVdafStdPdCdafHdafOdafNdaf4原0.11-0.56-0.3713.1421.99_19.0219.56-22.57_21.270.52-0.78_0.6527.0588.494.614.281.365-7 6818_1342501.37SM浮0.31-0.68_0.523.809.07_6.8716.69-21.87_19.58、660.52-0.75_0.640.010133.1188.24-88.4988.374.38-4.684.532.99-5.074.031.30-1.431.379原0.12-0.48_0.3216.58-34.95_21.9518.56-25.39_20.370.31-2.94_1.7928.60-29.46_29.03841-66_53.55.6-48_26.81.44JMSM浮0.20-0.69_0.465.06-9.83_6.8516.16-23.53_19.131.27-1.57_1.4231.32-34.38_32.8510原0.090.99_0.677.2035.22_20.059、616.2928.52_18.351.053.96_1.9216.14-34.58_27.4789.95-90.16_90.064.39-4.43_4.412.78-3.35_3.071.14-1.32_1.234-7 55-24.59.615-7050.7312-73.3_51.21.28-1.69_1.37JMSM浮0.230.98_0.612.6210.07_5.3115.5118.34_16.200.991.86_1.230.015230.03-35.42_33.8689.4990.66_90.184.444.64_4.472.413.09_2.641.311.51_1.415-7 660、 4号煤筛分浮沉试验结果表七里滩煤矿 试验日期1972年12月 筛分前总重量：8822.5kg 筛分试验 表3-3粒度（ mm）各级产率质 量产物名称重量占全样筛上累计MadAdSt,dQgr.v.dVdaf（kg）（%）%MJ/kg(%)150100煤4785.450.416.250.5721.25100-50煤571.26.510.478.540.6221.0450-25煤598.36.820.6110.060.6520.5825-13煤1339.315.270.4910.740.5620.5913-6煤1970.522.270.439.760.5620.876-3煤1652.618.8461、0.379.2900.5421.193-1.0煤1347.316.350.358.600.5621.361.0-0煤815.39.290.398.600.6021.80总计8772.51009.284号煤筛分浮沉试验结果表 表3-4七里滩煤矿 粒度 原煤 50-1mm 浮沉试验密度原煤累计分选密度0.1Kg/L占本级产率(%)占全样产率(%)灰分Ad(%)浮煤产率(%)浮煤Ad(%)沉煤产率(%)沉煤Ad(%)密度占本级产率(%)占全样产率(%)1.348.5334.903.3448.533.3451.4715.961.3083.2359.851.3-1.434.7024.9510.3783.62、236.2716.7727.521.4045.3432.601.4-1.510.647.6518.5793.877.676.1343.041.5013.119.431.5-1.62.471.7827.9196.348.183.6653.251.601.6-1.81.711.2338.0798.058.711.9566.571.701.711.231.81.951.4066.571009.83小计(G)10071.919.83小计(J)91.31煤泥8.696.849.86总计10078.759.83注：G-表示“去煤泥” J-表示“包括煤泥”10 号 煤 层 简 易 筛 分 试 验 报 告表363、-5筛前煤样总重量：12.80 kg统一编号2010-0675送样单位山西吕梁XX煤业有限公司井 田来样编号 钻 孔 号煤层名称10#粒度煤 样 重 量 (产率%)质 量重量占13-0.5 占全样筛上累计MadAdSt,dQgr.v.d(13-0)mmkg产率% 产率%MJ/kg13-62.56026.2020.48020.480.4516.071.8529.856-33.27033.4726.16046.640.666.951.2333.803-0.53.94040.3331.52078.160.816.651.2334.050.5-02.73021.8421.840100.000.486.64、091.2833.7913-0.5(小计)9.770100.0078.1600.679.221.3932.8613-0(合计)12.500100.0000.628.541.3733.0710 号 煤 层 煤 粉 筛 分 试 验 报 告表3-6本级占全样产率%：21.840筛前煤样重量：100g煤 样 重 量 (产率%)质 量粒 度重量占本级 占全样筛上累计MadAdSt,dQgr.v.d(0-0.5)mmg产率% 产率%MJ/kg+0.5000.500-0.25014.414.413.14714.410.725.211.3434.900.250-0.12541.8541.879.14556.265、80.445.261.3334.790.125-0.07513.2513.262.89569.530.445.291.3534.570.075-0.04525.925.915.65995.450.404.941.2934.61-0.0454.554.550.994100.000.685.021.2934.86合 计99.95100.0021.8400.485.16备 注10 号煤层浮沉试验综合报表表3-7浮沉试验编号：2010-067513-0.5mm密度级产率灰分累 计分选密度级0.1备注%浮 物沉 物密度产率(kg/l)产率%灰分% 产率%灰分%kg/l%1234567892.006.7066、73.18100.009.486.70 73.181.901.50 合计100.009.48煤泥2.385.50总计100.009.38四、煤的风化和氧化1、煤层风化带的确定方法本井田煤层埋藏较深，根据钻孔资料和煤矿井下揭露，井田内未发现煤层风氧化现象。五、煤质及工业用途评价4号煤层为特低灰-低灰、特低硫-低硫、低磷、高热值的瘦煤； 9号煤层为特低灰-中灰、中硫、特高热值的廋煤和焦煤；10号煤层为特低灰-中灰、中低硫-中高硫、低磷、低-特高热值的瘦煤及焦煤、贫瘦煤。根据各煤层煤质特征，4号煤层可作为炼焦用煤， 9、10号煤层含硫分、灰分较高，经洗选后，可考虑与一些低硫煤配合作炼焦配煤使用，另外67、也可以作动力用煤。第三节有益矿产井田范围其它有益矿产主要有：铝土矿、铁矿、粘土矿、石灰岩，分述如下：1、铝土矿：赋存于本溪组底部，厚度2.50m左右，灰白色，块状构造，据三交区详查报告资料，Al2O3平均含量达45.5%，具有工业开采价值。2、铁矿：产于奥陶系古剥蚀面上，呈鸡窝状分布，一般厚度2m左右，据采样化验结果，Fe2O3含量平均达53.3%，但分布不均匀，仅可供小型开采。3、粘土矿：位于太原组底部和顶部，厚度不等，可用作烧制瓷器，已被当地广泛开采利用。4、石灰岩：赋存于奥陶系、本溪组、太原组地层中，可作为炼铁的助熔剂，亦可用于制作水泥和烧制白灰的原料。第四章 水文地质第一节 区域水文地68、质一、区域地表河流和水系本井田位于河东煤田离石矿区东部，矿区居于黄河东岸，地处吕梁山脉中段西麓，为典型的黄土高原地貌，地势总体东、北高，西、南低。区域内属黄河流域，主要河流有湫水河和三川河。湫水河发源于兴县黑茶山南麓，由北向南至临县碛口镇汇人黄河。该河为季节性河流，据林家坪水文站资料，多年平均流量为3.216m3s，其中7、8、9月份河水流量占全年5070%。三川河由北川河、东川河、南川河分别从北向南、从东向西、从南向北在离石县境内汇流，由东向西经柳林在两河口汇入黄河。三川河也为季节性河流，据观测站资料，年平均流量5.349.54m3s，最大流量2260m3s。本区属柳林泉域，著名的柳林泉出露69、于柳林县城东约3km的薛家湾-寨车村之三川河河谷中，以泉群的形式出露，大小泉点近百个，泉点标高79080lm。据19831991年观测资料，泉群平均流量2.18m3s，属稳定型泉。据分析，泉流量与23年前降水量有关。二、区域水文地质单元煤田内寒武、奥陶、石炭、二叠、三叠系含水层构成承压水斜地，其中奥陶系岩溶含水层富水性较强，石炭系及其它基岩含水层较弱，奥陶系地下水在奥陶系灰岩出露区接受大气降水补给后，沿地层倾向方向径流，最终集中排向柳林泉，构成完整的水文地质单元一柳林泉域。此外，古老变质岩及河流冲、洪积层构成各自独立的补给、径流、排泄系统。柳林泉域以太古界及元古界变质岩构成隔水底板，石炭、二叠70、三叠及第三、四系为上覆盖层。寒武、奥陶系碳酸盐岩为岩溶含水岩组，地层总体向西倾伏，构成单斜蓄水构造。泉域北界、东界为元古界、太古界变质岩构成的地表分水岭，东界南端及南界为古生界碳酸盐岩构成的地表分水岭，西界为埋藏于石炭、二叠、三叠系下岩溶裂隙不甚发育的寒武、奥陶系地层构成的隔水边界或相对隔水边界。岩溶水蓄水空间主要为溶隙、溶孔，补给来源主要为大气降水，其次为地表水渗漏补给。据山西岩溶大泉，泉域地下水总补给量4.07m3s，泉域汇流面积5000km2，其中碳酸盐岩裸露面积为1200km2，大片分布于泉域南部及中部。碎屑岩裸露面积80km2，位于泉域西部。变质岩裸露面积1790km2，出露于泉域71、北部。地下水在灰岩裸露区得到补给，向柳林一带汇流，由柳林泉排泄，强径流方向有二个，一个是从泉域中部石灰岩裸露区到柳林泉，另一个是从泉域东南部石灰岩裸露区绕过离石向斜后到柳林泉。柳林泉群水质类型为HC03 SO4一Na Ca型，矿化度0.40.70g/L，硬度267.8mg/L(以CaC03计，以下同)，水温1518。据19832000年长期观测资料，最大流量4.13m3/s平均流量为2.18m3/s。本井田属柳林泉域的南部径流区。三、区域含水层(一)太古界、元古界变质岩系及燕山期岩浆岩裂隙含水层主要出露于区域东部和北部紫金山一带，地下水赋存于岩浆岩和变质岩构造裂隙及风化裂隙中，风化带厚103072、m，富水性弱，单位涌水0.00250.077L/sm，沟谷中出露泉点较多，流量一般为0.10.5L/s，含水层主要接受大气降水补给，在地表分水岭向两侧径流。水质以HCO3-CaMg型为主，矿化度0.5g/L左右。(二) 寒武、奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水岩组本组由寒武系中统、上统、奥陶系中下统石灰岩、泥灰岩、白云岩等组成，其中以奥陶系中统为主要含水层。1、寒武系厚度208253m左右，为一套碎屑岩一碳酸盐岩浅海相沉积，以中统鲕状石灰岩和上统石灰岩、白云岩为主要含水层，本统含水层地下水出露点有吴城泉群、车鸣峪泉和关口泉，流量分别为200500L/s、55L/s、50L/s，根据钻孔资料，在018073、m深度范围内岩溶发育，单位涌水量为1.927.60L/sm，180m以下岩溶发育较差，富水性弱，单位涌水量为0.0035L/sm；总体来讲，本组富水性弱。水质类型为HCO3Ca Mg型，矿化度0.230.37gL，总硬度172.57255.20mg/L，PH值为7.17.6。 2、奥陶系为海相沉积，岩性为石灰岩、泥灰岩、白云岩。中统以上马家沟组为主要含水层，富水性强，下统冶里组、亮甲山组富水性弱。下马家沟组：厚100m左右，浅部岩溶发育，随埋深增大而富水性变弱。据钻孔资料，单位涌水量在0.190.24L/sm左右。上马家沟组：厚250m左右，岩溶发育，富水性强，为区域最主要含水层，据钻孔资料，74、单位涌水量在裸露区、覆盖区及浅埋区一般为2.729.3L/sm，最大可达44L/sm，中深埋区为0.110.56L/sm，在深埋区局部地段，岩溶依然发育。总体来讲，本组在全区岩溶均很发育，富水性强。峰峰组：厚度100m左右，含水层以中部和上部石灰岩为主，由于受厚度和出露面积的限制，本组富水性弱于上马家沟组，仅在浅部富水性较强，而在深埋区富水性弱(表4-1)。一般来讲，奥陶系含水层的富水性随埋深增大，有减弱的趋势，可类比为含水层的逐步尖灭，岩溶发育规律亦如此。在浅部径流条件较好，水交替迅速，水质较好，为HC03SO4一NaCa型，而在深埋区，地下水水交替缓慢，渐呈滞流状态，水质差，地下水背景值较75、高，矿化度最高达17628g/L，水质为C1一Na型(青龙城29号孔)。峰峰组富水性特征表 表4-1埋藏区位置孔号单位涌水量（L/sm）富水性浅埋区柳林泉区JD315.7中强深埋区青龙城详查区10.00065弱深埋区三交三号井田3110.0089弱(三)石炭系上统太原组岩溶裂隙含水岩组含水层主要为间夹于碎屑岩中的45层石灰岩，其分层厚度37m，灰岩赋存段距40m左右。含水层出露范围很小，只限于煤层露头边缘地段。在浅部含水层出露区，接受大气降水补给，富水性较强，单位涌水量12L/sm，而在远离补给区的深部，地下水富水性则弱，例如，三交三号井田311号孔，单位涌水量仅为0.0131L/sm，富水性76、弱。深部局部构造破碎带附近，富水性则较强，356号孔单位涌水量为0.90L/sm。地下水流向受地层产状控制，向深部缓慢运移。本组水质一般为HC03SO4一NaCa型，硬度小于150mg/L，矿化度lg/L，属软的微咸水。(四)二叠系、三叠系砂岩裂隙含水岩组本组主要为砂岩风化裂隙水及构造裂隙水，三叠系仅分布于青龙城详查区以西和湫水河以西等地区。沟谷中浅部风化裂隙发育，易接受大气降水和地表水的补给，富水性较好，在沟谷边缘常以侵蚀下降泉的形式出露，流量0.20.5L/s。而在深部裂隙不发育，地下水补给差，单位涌水量0.00050.1L/sm，富水性一般较弱。水质类型为硫酸SO4HC03-CaMg型，77、矿化度大于lg/L，属软的微咸水。(五)第三系、第四系松散岩类孔隙含水岩组松散岩类含水层岩主要分布在河谷及沟谷中，地下水赋存于砂砾石孔隙中，主要接受大气降水和地表水入渗补给，径流条件好、富水性强、径流途径短，排泄于河谷中，部分消耗于人工开发。本区主要的两条河流三川河、湫水河河谷松散层较发育，厚度约10m左右，两岸分布有12级河流阶地。局部地段富水性强，单位涌水量26.8L/sm，三川河河谷冲积层地下水极为丰富，离石县城附近泉水流量达2030L/s，水质良好，为HC03SO4-CaMg型，矿化度小于lg/L。由于地下水埋藏浅，局部地段受工农业等污染，如工矿企业排放废渣及废液污染，农业化肥及生活污78、水等污染，使得地下水中N03-、Cl-、P042-含量增高，局部F-含量较高，水质较差。四、区域隔水层(一)太古界、元古界变质岩构成寒武、奥陶系碳酸盐岩岩溶含水岩组的隔水底板。(二)石炭、二叠、三叠系各含水层间较厚且发育稳定的泥质岩构成各含水层之间的隔水层。第二节 矿井水文地质一、地表水本井田内无常年性地表河流，仅几条较大沟谷中雨季有季节性溪水流过，向西和西北流入南川河后转北汇入三川河，三川河向西南排向黄河。二、井田主要含水层（一）奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层本地层在井田内全部被覆盖，埋藏于井田深部，地层厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田主要含79、水层。据2004年在东北边界处2km处施工的XX焦煤公司9号水源井和2006年在井田东南部原裕祥煤矿工业广场施工的水源井资料，9号水源井奥灰水位标高为805.46m，出水量为195.60m3/h 。裕祥水源井奥灰水位为805.167m，出水量为55m3/h。根据以上水源井资料和区域水力坡度推测井田内奥灰水位在802-805m，井田大部地段煤层底板标高低于奥灰水位，属于带压开采，在开采时要防范奥灰水突水事故的发生。（二）石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层太原组含水层主要为三层石灰岩，从上到下为L5、L4、L1，总厚约25.55m，灰岩裂隙较发育，岩芯较破碎。钻孔在灰岩地层中，大部分出现孔漏的情况80、，含水层顶板埋深在85-280m左右。据离石详查勘探资料，单位涌水量井田东北侧2.5km处12号孔为0.0047L/sm，井田东南侧4km处20号孔为0.207 L/sm，渗透系数12号孔为0.0131m/d，20号孔为1.23m/d，水位标高分别为929.44m和946.67m，属弱-中等富水含水层。水质类型为HCO3- CaMgNa型,矿化度0.464g/L。（三）二叠系碎屑岩类砂岩裂隙含水层井田内含水层无出露，含水层以细、中粗砂岩为主，平均厚度17.90m.含水层裂隙不发育,富水性弱.顶板埋深为38-210 m左右。单位涌水量12号孔为0.0008L/sm，20号孔为0.0022 L/s81、m，渗透系数12号孔为0.0028m/d，20号孔为0.012m/d，水位标高分别为955.62m和972.04m。水质类型为HCO3SO4- CaMgNa型,矿化度0.696g/L。从区域上看，该含水层不连续，富水性弱。（四）第四系、上第三系孔隙含水层第四系中、上更新统出露高，补给条件差，含水层连续性差，基本属透水不含水层。全新统主要分布于井田较大沟谷中，含水层以砂砾石层为主，厚度小，富水性也较弱。水质属HCO3SO4- CaMg型,矿化度0.544g/L。上第三系上新统间断出露于井田沟谷中，含水层为砂砾岩，民井出水量小于10t/d。水质属HCO3- Na型,矿化度0.347g/L。三、井田82、地下水的补径排条件井田奥陶系灰岩水属区域岩溶水的径流区，岩溶水流经井田向西北流出边界，至柳林泉，呈群泉排泄。石炭系和二叠系灰岩、砂岩裂隙含水层在裸露区接受大气降水补给后，沿岩层倾斜方向运移，上部石盒子组含水层中以泉的形式排泄，下部含水层中水则顺岩层倾向运移，流出井田外，矿坑排水是其主要排泄途径。四、井田主要隔水层（一）山西组隔水层山西组5号煤以下至太原组L5灰岩之间是以泥岩为主，砂、泥岩互层的一套地层，厚度13.00m左右，连续稳定，其中泥岩、粘土岩隔水性好，可视为山西组与太原组之间良好的隔水层。（二）本溪组隔水层本溪组平均厚35.33m，岩性主要为泥岩、铝土岩、粉砂岩和砂岩，该组有时夹薄层石83、灰岩或薄煤层，其中泥质岩隔水性能好，在区域内稳定，是良好的隔水层。第三节 矿井充水因素分析及水害防治措施一、矿井充水因素分析1、大气降水和地表水体本区年降水量为374.4mm577.7mm，属于干旱地区，本井田内无常年性地表河流，仅雨季沟谷中有季节性短暂小溪流和洪水排泄，井田地形坡度较陡，植被不发育，有利于自然排水，入渗补给地下水条件差，只在基岩露头的沟谷中有少量的入渗，对于山西组砂岩含水层，由于其上有较多隔水层分布，接受大气降水的直接补给很少。总之，大气降水和地表水体对矿井直接充水影响较小。但从大范围来说，在周围基岩露头区，大气降水和地表水应该是各含水层的重要补给来源。2、顶板裂隙水本井田批84、采4、9、10号煤层，其中4号煤层直接充水含水层是山西组砂岩裂隙含水层，属弱富水含水层， 9、10号煤层直接充水含水层为太原组岩溶裂隙含水层，均属弱-中等富水含水层，根据整合前各煤矿开采情况，井下顶板淋水均很小，顶板裂隙水对矿井生产影响不大。3、深部奥灰水井田奥灰水位标高802-805m，而可采煤层4、9、10号煤层底板标高为520-900 m，由此推断本井田批采的4、9、10号煤层底板在井田中西部地段均位于奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层水位之下，即煤层底板标高805m以下地段均属带压处。根据奥灰突水系数计算公式来计算奥灰岩溶水对井田下部9、10号煤层的影响。突水系数计算公式：Ts= P=（H85、0-H1+M）0.0098式中： Ts突水系数，MPa/m；P隔水层底板承受的静水压力，MPa；M底板隔水层厚度，m；H1煤层底板最低标高；H0奥灰岩溶水水位标高。10号煤层底板最低处为井田西北部煤层底板最低标高（H1）520m； 10号煤层距奥灰顶面（M）59.50m；该地段奥灰岩溶水水位标高（H0）802m。9号煤层底板最低处为井田西北部底板标高（H1）530m；5号煤层距奥灰顶面（M）71.90m；该地段奥灰水位标高（H0）802m。求得10号煤层突水系数： Ts0.0562MPa/m，9号煤层突水系数： Ts0.0469MPa/m9、10号煤层突水系数小于正常块段安全突水系数0.10（86、MPa/m），但也小于受构造地段安全突水系数0.06（MPa/m），因此推测，在无构造沟通的情况下，开采9、10号煤层奥灰突水的可能性小。但当开采地段有隐优导水构造时，则存在突水可能性，开采中应严密监测井下隐伏构造发育情况，防范奥灰水岩溶水构造突入矿井造成水害事故。4、采空区、古空区积水井田内4、10号煤层均分布多处采空区，部分采空区分布有积水，对井田中西部相对低处的煤层开采存在充水影响，据本次调查，井田4、10号煤层采空区积水量如下表：采空区积水量预测表 表4-2积水区位置煤层号积水区面积 (m2)煤层厚度(m)煤层倾角（）预测积水量（m3）原裕安煤矿428751.001444453621.87、0014829原裕祥煤矿1028135.0082128合计3401据整合前各煤矿开采情况，井下涌水主要为顶板淋水和井筒、采空区渗水，水量192-800m3/d不等，对矿井生产带来一定影响。关于相邻煤矿开采情况，北侧炭窑坪煤业公司与本井田相邻的原刘家湾煤矿为基建井，未开采。张家庄煤矿与本井田相邻处为4号煤层不可采区，无采空区分布。东侧坤龙煤业公司与本井田相邻的原坤龙煤矿开采4号煤层，其与本井田相邻处仅中段为可采区，本井田该地段已大片开采，未发现坤龙煤矿有越界开采情况，其开采情况目前对本矿生产影响不大。井田南侧朱家店煤矿亦开采4号煤层，因本井田南部为4号煤层尖灭区，朱家店煤矿现开采区距本井田较远，88、对本矿开采无影响。二、矿井水文地质类型该矿批采4、9、10号煤层，井田内4号煤层充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层，富水性弱， 9、10号煤层充水含水层为太原组灰岩岩溶裂隙含水层，富水性弱-中等。另外根据矿方提供的资料，整合前原裕安煤业公司开采4号煤层，矿井涌水量为192-408m3/d。开采10号煤层的原裕祥煤业公司为420-800 m3/ d。主要为采空区渗水和井筒渗水及顶板裂隙水。奥灰水对上部煤层开采影响不大，在无构造沟通的情况下突水可能性小。但井田内采空区分布多处积水，对煤层开采存在潜在突水危险。综合分析，该矿4、9、10号煤层矿井水文地质类型为中等。三、主要水害及其防治（一）主要水害威89、胁本井田主要水害是采空区积水和奥灰水，整合前各煤矿分别对4、10号煤层进行了开采，已分布多处采空区，在采空区低洼处有一定积水。经本次调查，井田内4号煤层分布采空积水区2处，总积水量约1273m3，分布10号煤层采空积水区1处，积水量为2128m3。合计采空区共3401m3。开采下部9号、10号煤层，其9号煤层直接顶板为砂岩，10号煤层直接顶板为砂岩、砂质泥岩，全部冒落管理顶板时，根据三下采煤规程冒裂带最大高度计算公式得出，冒落带（H1）、导水裂隙带（H2）的高度可用下式计算： H1=A12.2 H2=A25.6H3=20+10式中，A1=100m/(4.7m+19.0)，A2=100m/(1.90、6m+3.6),m为开采煤层累积厚度，本矿9号煤层最大采空高度为1.55m，10号煤层最大采空高度为7.12m。求得开采9号煤层顶板冒落带高度3.70-8.10m，导水裂隙带最大高度31.09-34.90m；4、9号煤层间距为61.25-70.30m，平均65.50m。因此，开采9号煤层的顶板导水裂隙不会上通到上部4号煤层采空区，4号煤层采空区积水对9号煤层开采构不成突水威胁。求得开采10号煤层顶板冒落带高度为11.37-15.77m，导水裂隙带最大高度为63.37-64.98m。9、10号煤层间距为0-7.40m，平均3.71m。4号煤层可采地段与10号煤层间距为66.20-75.10 m。91、因此开采10号煤层的顶板导水裂隙将会延伸到上部9号煤层采空区，但不会上延到4号煤层采空区，所以将来开采10号煤层时应对上部9号为煤层采空区积水进行探放，确保安全生产。但4号煤层采空区积水不会对10号煤层开采造成充水威胁。（二）防治措施1、地面防水（1）该矿井口和工业广场位于沟谷或沟侧，虽然均位于当地以往最高洪水位之上，但为防范特殊情况应挖掘排洪沟和建筑防洪堤，防止山坡洪水灌入井下，造成水害。（2）矸石和炉渣等固体废物不得弃于河中，以免淤积河床，造成行洪不畅。（3）在雨季前组织有关人员踏勘井田是否有采空塌陷裂隙、塌陷洞，及时用黄土、粘土、碎石填封，并高出地表。2、井下防治水（1）必须按矿井设计留92、设矿界煤柱。（2）坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的方针，对可疑地段进行探放水，特别是在采空区附近和下部煤层开采时，要提前进行探放，防止造成突水事故。（3）发现透水情况必须停止作业，采取措施，并向调度室报告。（4）经常清理井下水仓，保证水仓有足够的容量。（5）配备足够的排水设施，并确保能正常使用。（6）在边界附近开采时，应详细调查相邻煤矿采空区分布情况和积水程度，防范穿透邻矿采空积水区引发水害事故。（7）加强矿井水文地质工作，防范隐伏断层导水造成水害事故。3、平时加强防汛宣传，建立探放水管理制度；做好防水计划；成立“雨季”三防指挥部，组织雨季前“三防”大检查；加强职工培训，保证安93、全生产。4、拨出专项资金，专款专用，保证防治水物资供应。第四节 矿井涌水量预算一、开采9.10号煤层矿井涌水量据矿方提供的资料，整合前，原裕祥煤业公司开采10号煤层，井下主要顶板淋水和井筒渗水，根据近5年统计资料，矿井涌水量呈逐年增加趋势，即由2005年的平均294m3/d到2010年增大为419m3/d。其中近2年平均正常涌水量为389m3/d，最大涌水量为421m3/d。根据矿井多年的开采历史，矿井涌水量与产量有一定的相关性，因此，可用类比法预计矿井涌水量。矿井涌水量预计公式：Q=KpP Kp=Qo/PoQo矿井涌水量 （m3/d）；Kp-含水系数（m3/t）；Po产量（万t/a）；Q-矿94、井预算涌水量；P-设计生产能力。整合前原裕祥煤业公司生产能力为21万t/a。本次重组整合后，新矿井拟定生产能力120万t/a，由上述公式预算求得矿井生产能力达到120万t/a时的正常涌水量2223m3/d，最大涌水量2406m3/d。井田9、10号煤层平均间距仅13.71m，水文地质条件相似，开采9号煤层矿井涌水量应与开采10号煤层近似。二、开采4号煤层矿井涌水量井田内整合前原裕安煤业公司开采4号煤层，其井下正常涌水量192m3/d，雨季最大涌水量408m3/d，矿井生产能力15万t/a。考虑到井田内4号煤层可采地段不大，而且原裕安煤业公司已进行了大部开采，所剩资源有限，如重组整合后利用原生产95、系统继续开采，推测矿井涌水量应与重组前涌水量相近，不会出现大的变化。第五节 供水水源奥陶系石灰岩含水层岩溶裂隙发育，富水性强，水质优良，是厂矿企业的主要供水水源，2006年原裕祥煤业公司在该矿工业广场西部打有一眼奥灰深井，井深783.80m，奥灰钻进365.50 m，取水层段为上马家沟组，经抽水试验，水位埋深213.00m，水位标高805.16m，出水量为55m3/h。目前该矿生活用水取自该水源水。矿井规模扩大后，如不能满足矿区用水需要时，可选择适当位置另打深井解决用水需要。二、煤层赋存及围岩一)矿床地质及构造特征地层及含煤地层井田出露地层最老为志留系中统韩家店组，最新为三叠系上统须家河组和第96、四系全新统。现将地层由新到老分述如下：1、第四系(Q)主要由坡积、残积和冲积物等构成，多分布在山麓、沟谷及低洼地带，为砂土、粘土、砾石等，厚013m。本系地层与下伏三叠系地层呈不整合接触。2、三叠系(T)统须家河组(T3j)为一套褐黄色、灰色厚层状中细粒长石石英砂岩，夹深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂质泥岩，底部夹炭质泥岩及薄煤层，厚度大于100m，与下伏中统雷口坡组地层呈不整合接触。(2)中统雷口坡组(T2l)根据岩性组合特征分为三段： 第三段(T2l3)主要为深灰色中至厚层状石灰岩、白云质灰岩，中部夹灰质白云岩、泥质白云岩，底部为浅灰色薄至中厚层状泥灰质白云岩，具水平层理，厚82m。 第二段(T97、2l2)为浅灰色薄至中厚层状钙质泥岩、泥质灰岩，夹含泥灰质白云岩，具水平层理。厚69m。 第一段(T1l1)上部为灰色薄厚层状泥灰岩，中部为灰、浅灰色中至厚层状灰岩及白云质灰岩，具水平层理，厚43m，与下伏地层呈整合接触。(3)下统嘉陵江组(T1j)根据岩性组合特征分为四段： 第四段(T1j4)上部为灰、绿灰色灰质白云岩，白云质泥岩及白云质灰岩。下部为灰、灰绿、灰黄色中厚层状泥质白云岩和灰质白云岩。底部有约10m的紫色、灰黄色白云质盐溶角砾岩。本段厚91m。 第三段(T1j3)该段分为上、下两个亚段。a、上亚段(T1j3-2)上部为灰白色薄层状白云质灰岩，下部为灰色中至厚层状石灰岩，具水平层理98、，厚130m。b、下亚段(T1j3-1)上部为暗紫色泥岩。中部为灰色、黄灰色钙质泥岩、泥灰岩及紫色泥质灰岩。下部为灰、黄灰色夹紫色盐溶角砾岩。该段厚58m。 第二段(T1j2)西部以黄灰、浅黄色钙质泥岩、白云质泥岩为主，夹白云质灰岩和泥灰岩;东部为绿灰色泥岩，中下部为绿灰色泥岩，钙质泥岩及石灰岩。本层厚17m。 第一段(T1j1)本段分为上、下两个亚段，上亚段以浅灰、灰色中厚层状石灰岩为主，局部夹薄层生物碎屑灰岩、内碎屑灰岩，顶部夹假鲕粒灰岩，厚164m。下亚段为灰、紫灰色薄层状泥灰岩，夹紫色泥质粉砂岩、钙质泥岩、粉砂质泥岩，厚44m。本组与下伏的下统飞仙关组呈整合接触。(4)下统飞仙关组(T99、1f)根据岩性特征分为四段第四段(T1f4)以紫、紫红色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩为主，局部夹薄层灰色灰岩。底部为灰绿色钙质泥岩、粉砂质泥岩夹薄层泥灰岩。本段厚44m。第三段(T1f3)属紫、暗紫色薄至中厚层状泥质粉砂岩、砂质泥岩、夹薄层紫灰泥岩、泥灰岩。底部为灰、灰绿色薄至中厚层状含泥钙质泥粉砂岩、粉砂质泥岩，厚约5.5m。本段厚为85m。第二段(T1f2)以紫、紫红色中厚层状砂质泥岩、粉砂质泥岩、泥岩为主，局部夹薄层粉砂岩及石灰岩，本段厚161m。第一段(T1f1)本段分为上、下两个亚段，上亚段为灰、浅灰色中至厚层状石灰岩夹泥灰岩及本亚段厚59m。下亚段以紫灰色泥岩、钙质粉砂岩为主，夹灰100、绿色薄层状泥灰岩。底部有2.58.5m褐灰色块状中至厚层状泥灰岩。本亚段厚59m。3、二叠系(P)(1)上统长兴组(P2C)为深灰色中厚层状生物碎屑灰岩、块状泥晶生物碎屑灰岩，夹薄层钙质泥岩。中上部为深灰色中厚层状粉砂质泥岩。本组厚46m。(2)上统龙潭组(P2L)为含煤岩系，共含煤615层，其中全区可采和大部可采4层。岩性主要为粘土岩、泥岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩，夹炭质泥岩和煤层。顶部局部夹12层薄层状生物碎屑泥灰岩，含丰富植物化石及少量动物化石，局部含鲕状、团块状菱铁矿结核。底部含零星散状、结核状、树枝状黄铁矿，富集成层，形成具有工业价值的矿层。本组厚98m。(3)下统茅口101、组(P1m)上部为灰、深灰色中厚层状石灰岩，局部含燧石结核。底为部深灰色中厚层状钙质灰岩、薄层状泥灰岩及生物碎屑灰岩。本组厚259.0m。(4)下统栖霞组(P1q)顶部属深灰色厚层状泥灰岩，上部为浅灰、灰白色中厚层状、块状石灰岩，中下部为深灰、棕灰色厚层石灰岩，厚121.0m。(5)下统梁山组(P1L)为灰、深灰色泥岩、粘土岩、砂质泥岩、团块黄铁矿，局部夹煤线，厚3.87m，与下伏志留系地层为假整合接触。4、志留系(S)中统韩家店组(S2h)为深灰、绿灰、黄灰色薄层状粉砂质岩泥岩、砂质泥岩、钙质泥岩、泥岩和泥灰岩，厚度大于100m。二)煤层特征及煤质该井田含煤地层为二叠系上统龙潭组(P2L)。102、含煤岩系共含煤615层，一般有9层，其中全区可采和大部可采4层，均分布于含煤岩系下部，上部和中部的煤层只有零星可采点。煤层总厚5.14m，含煤系数5%;可采煤层厚度3.37m，可采含煤层系数3%，可采煤层有益厚度3.26m。本井田可采煤层采用区域性统一对比编号，从上到下为C19、C20、C24、C25煤层。1、C19煤层俗称“大炭”。位于含煤岩系下部，上距P2c底界平均67.38m。该煤层结构简单，不含夹矸;煤厚0.301.27m，平均厚0.90m，抗碎性较强。该煤层在井田内大部可采，为主要可采煤层之一，可采区分布在18号勘探线以东。可采区内煤层厚度稳定，变化不大。2、C20煤层俗称“小炭”。103、位于含煤岩系下部，上距C19煤层平均3.29m。该煤层结构简单，偶含夹矸。该煤层厚0.571.15m，平均0.81m，属本井田主要可采煤层，全区可采，煤层厚度有由东向西逐渐减薄趋势。3、C24煤层俗称“三层炭”，位于含煤岩系下部，上距C20煤层平均11.93m。该煤层全厚0.442.53m，平均厚1.06m。煤层结构多数为复杂，少数属简单。其含夹矸03层，一般为两层，夹矸总厚00.32m，平均0.13m，单层夹矸厚0.07m，岩性为棕灰色含高岭石粘土岩。该煤层一般由3个煤分层组成，纯煤总厚0.442.53m，平均厚0.95m。其中上分层厚0.39m，中分层厚0.18m，下分层厚0.38m。C2104、4煤层全区可采，为本井田主要可采煤层之一。4、C25煤层俗称“落底臭”，位于含煤层系底部，上距C24煤层平均7.27m，下距茅口组灰岩平均4.87m。煤层结构简单(偶含一层薄层炭质泥岩夹矸)，煤厚0.211.06m，平均0.60m。煤中含大量黄铁矿结核。该煤层在区内大部可采，不可采区位于18号勘探线以西及1512号勘探线浅部。C25煤层在可采范围内厚度较稳定，变化不大。三)煤层煤质:1、煤层特征及物理性质井田内各煤层均呈灰黑黑色，玻璃金钢光泽，参差状、棱角状、贝壳状断口，条带状、粒状、均一状结核，层状、块状构造，内生裂隙不发育。煤层较致密坚硬，密度为1.511.92g/cm3。宏观煤岩类型以半105、亮型、光亮型煤为主，半暗型次之，少量暗淡型煤。C19、C20、C25煤层为半亮型煤光亮型煤，C24煤层为暗淡半亮型煤。有机组分含量占总量的81.591.2%，以镜质组为主，线质组次之。镜质组为无结构镜质体，以基质镜质体为主，偶见均质镜质体。惰质组以惰屑体为主，零星定向分布，偶见具植物细胞结构的半丝质体及丝质体。无机组分占总量的8.818.5%，由粘土类矿物组成，其次为石英、方解石，偶见黄铁矿。按国际显微煤岩类型分类，各煤层均为微镜惰煤。2、煤的化学性质:井田内各煤层原煤灰分16.7931.55%，属低中灰中高灰煤。硫分含量差异较大，平均0.153.86%，其中C19、C20煤层为特低硫煤，C2106、4为低硫煤;C25平均含硫3.86%，为特高硫煤。各煤层发热量平均21.8727.44MJ/kg，C24为中热值煤，C19、C25为高热值煤，C20为特高热值煤。各煤层有害元素硫、磷含量低，属特低中硫、低磷煤。3、煤的可选性:井田内各煤层筛分浮沉试验证明，原煤经筛分后，可得块煤产率为59.32%的中灰、特低硫煤，其中C19、C20、C24煤层以块煤为主，粒煤、粉煤次之，C25煤层以粒煤、粉煤为主，块煤次之。各煤层经筛分采选后，C20、C25煤层块煤、尾煤灰分均有所下降。C25块煤经筛分后硫分下降显著。C25煤层为易选煤，C19、C20煤层为中等可选煤，C24煤层属较难选煤。4、煤质及工业用途评107、价:井田内各煤层均为无烟煤。C19、C20、C24煤层可直接用于发电和民用，C25煤层需将原煤破碎至16毫米粒级以下进行筛选和降硫处理后方能用于发电和民用。C19、C20煤层可用于合成氨用煤，C20煤层经洗选加工后，可用于高炉喷吹用煤。四)构造:矿区位于古蔺复式背斜西段落叶坝背斜北翼，西侧与落窝背斜连接，背斜总体呈一西窄东宽的扫帚形单斜构造。地层走向自西向东由近东西向逐渐转为北西向，煤层倾角378。井田内次级褶皱不甚发育，除主背斜外仅井田东端有3条小褶皱;断层较为发育，多数是小断层，对煤层有一定破坏作用，其中位于井田中心的F69断层对煤层破坏较大。井田构造为简单偏中等类型。1、褶曲(1)、落叶108、坝背斜亦称大寨背斜。该背斜为开阔型背斜，轴向近东西向，全长约31公里。背斜核部地层为志留系，两翼为二迭系、三迭系。背斜中部于矿区西侧与落窝背斜相接。受其横跨影响，轴线被分割为东西两段，其中东段北翼为落叶坝井田，南翼为沈家山井田。背斜轴线经赵家营、花秋岭、打柴沟等地，以10倾角倾没于T3xj地层中。背斜北翼地层倾角420，南翼620，两翼基本对称。(2)、落窝背斜亦称梯子岩背斜，其位于矿区西侧，轴向近南北。南起风岩沟，向北经双井、震东、鸭儿岭、龙塘，在转山包附近消失于T1j地层中。背斜两翼地层不对称，西陡东缓，前者倾角58，最大80，后者一般2030。核部地层为志留系，两翼依次为二迭系、三迭系。109、该背斜横跨于落叶坝背斜和柏杨坪向斜之上，但影响宽度不大，属紧闭型背斜。(3)、转山包向斜位于井田东部转山包西侧，发生在T1j1-2-T1j3-1地层中。轴向近东西，长320m，轴部最新地层为T1j2，两翼为T1j1-2，南翼倾角720，北翼79，为不对称褶曲。2、断层经地表填图和深部钻探，共查明井田内断层23条，其中地表断层22条，隐伏断层1条。破坏煤层的断层5条，其中落差20m的2条(F69、F20)。除F69断层位于井田中心部位，对煤层破坏较大外，F20断层位于井田西部边界，F16断层位于老地层中，其它断层对煤层无破坏作用或破坏甚微。现将规模较大及对煤层有一定影响的断层分述如下。(1)、F110、69正断层位于井田中部，是对井田内煤层破坏较大的断层之一。该断层南西起于F16断层上盘的P1m地层中，向北经天生桥、稿枝湾、长沟消失于T1f3地层中。本断层走向长1500m，总体为北东向，倾向北西，倾角6570，地表切割P1mT1f3地层，断层破碎带宽12m。158号孔在井深+367.74mP2L地层中钻遇该断层，破碎带1.54m，由大小不等的砂、泥岩角砾碎块组成，缺失C13煤层顶板至C20煤层顶板间地层，缺失地层42.47m，断层上、下盘煤层落差38m，属高度角正断层。(2)、F20逆断层位于井田西部边界，长约3000m，走向近南北向，倾向西，倾角6770。该断层地表迹象明显，在出水洞至嗅煤111、厂一带，P2C、T1f1-1、T1f1-2地层在断层上、下盘重复出现，断层面呈波状起伏，派生断层发育，断层破碎带宽1-3m，方解石充填其间，属压扭性逆断层，落差50-80m。该断层在和尚包西侧切割落窝背斜轴，造成背斜轴在断层两侧移位约60m。(3)、F16走向逆断层位于井田南面的P1m和P1q+L地层中，长4500m。断层走向在熊洞沟以西为北65西，以南为北15西，倾向北东，倾角4550。断层迹象明显，在新房子、大水湾、转山包等地见上盘P1q灰岩覆于下盘P1m灰岩上，落差3050m。断层破碎带宽1-2m，由方解石脉充填。(4)、F63正断层位于大坳地至思粟树一带，长约400m。断层走向北20，112、倾向南东，倾角6367。该断层造成P1mT1f2地层不连续，上盘向南，下盘向北位移，断距约15m，落差8m，对浅部煤层有一定破坏作用。(5)、F45正断层位于井田东南边界，北起熊岭大沟以南，向南东延伸进入沈家山井田。断层走向长约980m，走向北30西，倾向东，倾角6070。在桐子沟一带见T1f3与T1f2地层界线不连续，断层上盘向南东，下盘往北西移动，断距20m，落差510m。该断层由地表到深部落差逐渐减少，图解在含煤岩系中落差约5m，对+950m水平以下煤层有轻微影响。3、矿井设计能力、服务年限、开拓方式及地表小窑开采情况(1)矿井设计能力、服务年限设计在S12采区C19煤层中布置1个炮采工113、作面, C20煤层中布置1个综采工作面;S21采区C19煤层布置1个炮采工作面开采。As12炮 = nLMLrC=1200.907131.500.97=112kt/aAs12综 = nLMLrC=1200.8116831.500.97=238kt/aAs21(炮)=nLMLrC=1200.905941.500.97=93.3kt/aA采=112+238+93.3=443.3kt/a考虑5%的掘进出煤，矿井移交生产时的生产能力为：A=1.05A采=1.05443.3=465kt/a根据计算，3个回采工作面能够达到450kt/a的矿井设计生产能力。主要设计参数为，S12采区综采(S12204)工作114、面长120m，年推进度1723m;炮采(S12193)工作面长120m，年推进度713m;S21采区炮采(S21195)工作面长120m，年推进度475m。矿井同时生产水平数为二个，矿井回采率按85%计算，矿井的可采储量为27315.25kt，储量备用系数取1.4。矿井服务年限=可采储量(年生产能力储量备用系数)=27315.25(4501.4)=43.4(a)(2)开拓方式1)阶段水平划分：采矿许可证所圈定的矿井范围，限采标高+600m+1125m，矿井已布置平硐开采+783m以上的煤层。根据矿区范围、井筒位置以及开采现状，设计将井田划分为三个水平，即+600m水平、+780m水平和+930115、m水平。矿井采用平硐暗斜井开拓方式，移交生产时，布置有+783.62m主平硐和+1116.375m回风斜井两个井筒。主平硐担负矿井煤炭、矸石、材料、设备运输和进风、行人、排水和敷设管线;回风斜井担负矿井回风兼作安全出口。2)采区工作面布置为尽快达产，投资省、见效快，矿井移交两个水平，(+780m水平和+930m水平)、两个采区(S12采区与S21采区)、三个采煤工作面(C20煤层S12204综采工作面与C19煤层S12193及S21195炮采工作面)和五个掘进工作面(一个综掘工作面、四个炮掘机装工作面)，达到45万t/a的设计生产能力，采用走向长壁采煤法，液压支架或单体液压支柱支护，全部垮落法116、控制采空区顶板，“两采一准”作业方式。综采工作面长80m，开采C20煤层，煤层实际厚度0.8m，装备MT-140/330-BWD型双滚筒采煤机落煤，工作面生产能力23.6万t/a，两个炮采工作面长度均为120米，开采C19煤层，煤层平均厚度为1.1米，两个炮采工作面合计生产能力为22.8万t/a。经计算矿井采掘系统生产能力为46.6万t/a。各采区间采用前进式，区内采用后退式开采。我矿为高瓦斯矿井，所采煤层为近距离的煤层群，采用联合布置开采。为了充分卸压释放瓦斯，各煤层间采用自上而下开采，即先采C19煤层，再采C20煤层、C24煤层。(3)地表小窑开采情况根据四川省煤田地质局一三五地质队199117、7年12月提交的四川省叙永县川南煤田古叙矿区落叶坝井田勘探(精查)地质报告资料，井田内小煤窑众多，开采历史悠久，据调查，井田内原有小煤窑26个，其中生产规模较大的有8个。根据叙永煤矿到叙永县国土资源局咨询情况，该矿周边原有生产规模较大的煤矿中已关闭5个，现有生产煤矿4个(其中新增在建叙永煤矿二井)。1、已关闭煤矿(5个)(1)叙永县震东乡金涌煤厂金涌煤厂位于井田西南部边界，采用平硐开拓，井口标高716.04m，主采C20、C24煤层，年产原煤8kt，2006年关闭。(2)东木桥煤厂东木桥厂位于井田西南部边界，采用平硐开拓，井口标高785.46m，主采C20煤层，次采C19煤层，年产原煤5kt，118、已关闭。(3)叙永航运司股份煤厂叙永航运司股份煤厂位于井田西南部边界，采用平硐开拓，井口标高924.48m，主采C19煤层，次采C20煤层，已关闭。(4)稿枝湾煤厂稿枝湾煤厂位于井田中南部边界，采用平硐开拓，井口标高1098.63m，主采C19煤层，次采C20、C24煤层，2004年关闭。(5)叙永县西湖鸡湾子煤厂鸡湾子煤厂位于井田西南部边界，1986年建井，采用平硐开拓，井口标高+1052.76m，主采C19、C20煤层，次采C24煤层。原设计生产能力30kt/a，根据川办函(2007)12号四川省人民政府办公厅关于泸州市煤炭资源整合方案的复函，列为泸州市第二阶段淘汰矿井。2007年关闭。2119、现有生产煤矿(4个)(1)泸州市永宁矿产有限公司刁林沟煤矿刁林沟煤矿位于井田东南部边界，1993年建井，采用平硐开拓，井口标高+1130.45m，主采C19、C20煤层，次采C17、C24煤层。原设计生产能力30kt/a，根据川办函(2007)12号四川省人民政府办公厅关于泸州市煤炭资源整合方案的复函，整合后拟建规模90kt/a。采矿许可证有效期2005年6月至2014年5月，矿区面积0.4039km2，开采深度+1250m1130m。(2)叙永县震东乡大水湾煤厂大水湾煤厂位于刁林沟煤矿东南部边界，1994年建井，采用平硐开拓，井口标高+1239.23m，主采C19、C20煤层，次采C24煤120、层。原设计生产能力50kt/a，根据川办函(2007)12号四川省人民政府办公厅关于泸州市煤炭资源整合方案的复函，整合后拟建规模60kt/a。采矿许可证有效期2004年10月至2014年10月，矿区面积0.3071km2，开采深度+1330m1225m。(3)叙永县震东乡茶湾煤厂茶湾煤厂位于刁林沟煤矿西南部边界，1994年建井，采用平硐开拓，井口标高+1212.03m，主采C19煤层，次采C20煤层。原设计生产能力30kt/a，根据川办函(2007)12号四川省人民政府办公厅关于泸州市煤炭资源整合方案的复函，列为泸州市第三阶段淘汰矿井。采矿许可证有效期2004年5月至2014年5月，矿区面积0121、.143km2，开采深度+1230m1188m。(4)威鑫煤业有限责任公司威鑫煤业有限责任公司位于井田东部边界，采用平硐开拓，井口标高+850m，开采C17下、C19、C20、C24下等四层煤。设计生产能力210kt/a，2007年开工建设，尚未投产。威鑫煤业有限责任公司隶属四川省威达集团。4、矿井水、火、瓦斯、煤尘等灾害因素情况(1)水灾因素情况井田含水层地下水源为大气降水补给，地表沟谷发育，排泄条件较好。由于各含水层出露情况有所不同，其受水条件亦不一致。对矿床充水有间接影响的含煤岩系顶部长兴组灰岩含水层，在龙洞湾至出水洞一带浅部富含裂隙水，含水较富;由龙洞湾至10号勘探线含水较弱;含煤岩系122、底部茅口组石灰岩含水层浅部岩溶发育，渗水性强，地下水埋深200m左右，岩溶裂隙含水弱。井田水文地质类型为顶板(长兴组)以裂隙渗水、底板(茅口组)以岩溶、裂隙充水的水文地质条件中等的简单型，即二类一型。现有矿井+780m水平正常涌水量为30m3/d, 最大涌水量为40m3/d。矿井为平硐上山开采，矿井内采用水沟自然排水。(2)火灾因素情况根据四川省煤炭产品质量监督检验站鉴定资料，我矿开采的C19、C20、C24煤层均为不易自燃煤层。本井田属地温正常区，无热害影响。矿区内无冲击地压的历史记录，矿井为无冲击地压矿井。(3)瓦斯灾害因素情况根据川安监201152号四川省安全生产监督管理局关于对四川省煤123、炭产业集团2010年矿井瓦斯等级鉴定和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，叙永煤矿矿井绝对瓦斯涌出量16.14m3/min，相对瓦斯涌出量71.71m3/t;绝对二氧化碳涌出量5.32m3/min，相对二氧化碳涌出量23.63m3/min;鉴定为高瓦斯矿井。根据四川省煤田地质局一三五地质队1997年12月提交的四川省叙永县川南煤田古叙矿区落叶坝井田勘探(精查)地质报告资料，“据12-14号孔C19、C20煤层的瓦斯放散初速度、坚固性系数测定资料推算，上述煤层均有突出危险。用煤层吸附等温线方程求出C19、C20煤层最大瓦斯压力，分别为1.36MPa、3.06MPa，均大于0.74MPa，亦具有突出危险124、。”煤层瓦斯梯度为39m/m3/t煤，煤层瓦斯含量随煤层埋深具增加趋势。根据国家煤矿安全监察局煤安监监察(2006)54号文件关于严格审查瓦斯灾害严重的煤矿建设项目安全设施设计的通知规定，井田地质勘查报告认为井田内存在突出危险性煤层的，按煤与瓦斯突出矿井设计。煤炭科学研究总院抚顺分院2008年3月提供的四川省叙永煤矿C19、C20煤层S12、S21采区突出危险性鉴定报告结论为：四川省叙永煤矿在S12采区+930m以上、S21采区+780m以上范围内，C19、C20煤层不定为突出煤层。其它新水平、新采区，或者垂深增加达到50m，或采区扩大至新区域时，应重新对C19、C20煤层突出危险性进行鉴定。125、根据煤炭科学研究总院抚顺分院2008年3月提供的四川省叙永煤矿C19、C20煤层S12、S21采区突出危险性鉴定报告和四川省煤炭产业集团有限责任公司川煤生(2008)20号四川省煤炭产业集团公司关于叙永煤矿瓦斯基础参数测定及突出危险性鉴定报告的批复，矿井首采S12采区和S21采区C19、C20煤层不定为突出煤层，按非突出区域设计。(4)煤尘灾害因素情况根据四川省煤炭产品质量监督检验站鉴定资料，C19、C20、C24煤层均无煤尘爆炸危险。第二部分 矿井设计及建设情况概述1、矿井开拓系统设计及建设情况(1)矿井开拓方式矿井开拓系统设计采用平硐加暗斜井开拓，将轨道上山、回风斜井和行人上山布置在稳定的126、灰岩中。将全矿井划分为三个水平，即+600m水平、+780m水平和+930m水平.专用回风井为斜井。(2)井口数目及位置矿井设计井口数为4个，实际建成3个。主平硐坐标为：X=3113072.407;Y=35553020.166;Z=+783.62;=2660643;老回风井坐标为：X=3113158.587;Y=35554321.699;Z=+1116.375;=2640610;新回风井坐标为：X=3113116.375;Y=35554292.120;Z=+1116.475。2、矿井采掘系统设计及建设情况(1)煤组开采顺序各采区间采用前进式，区内采用后退式开采。我矿为高瓦斯矿井，所采煤层为近距127、离的煤层群，采用联合布置开采。为了充分卸压释放瓦斯，各煤层间采用自上而下开采，即先采C19煤层，再采C20煤层、C24煤层。(2)巷道布置由于煤层的顶、底板岩石质量较差，巷道布置在煤层中变形严重，维护工程量大，费用高，影响矿井的正常生产。为保证矿井正常生产，降低维护费用，根据该矿现有巷道布置情况，仍将主要巷道布置在距C25煤层底板2025m的茅口组灰岩中。目前上述主要井巷工程量已施工完毕。见井巷工程量表。表4-3-1井巷工程量表井巷工程量汇总表:(3)采掘头面设计要求为“三采五掘”，矿井实际建设为“三采五掘”。采煤工作面分别+930m水平S12采区南北翼各布置一个综采工作面和炮采工作面，+78128、0m水平S21采区布置一个炮采工作面，综采工作面布置C20煤层中，两个炮采工作面均布置在C19煤层中，煤层平均倾角为16，C19煤层顶板较破碎，S12采区轨道上山、采区行人上山、采区运输上山等巷道均布置在距离C25煤层20m的底板灰岩中，各阶段通过石门或车场揭穿煤层后，沿煤层走向布置工作面运输巷、工作面材料巷和工作面回风巷，从而形成回采工作面。回采工作面为S12采区的12193采煤工作面、12204工作面和S21采区的21195采煤工作面。S12193采煤工作面与S12204采煤工作面采用MG132/300-W型割煤机破煤，煤炭运输经刮板输送机运至工作面下端出口处，平巷内采用刮板输送机与胶带输129、送机直接运至区段溜煤眼，经采区运输上山运至采区煤仓，下放至+930m水平运输大巷胶带输送机运至集中皮带上山到+783m水平煤仓，经防爆蓄电池机车运至地面，S12采区S21195采煤工作面煤炭运输经工作面刮板输送机运至工作面下端出口，平巷内采用刮板输送机接煤运至石门口装车，由S21绞车下放至S21绞车道下部车场，经防爆蓄电池机车经主平硐运至地面。矿井开采缓倾斜煤层，设计采用走向长壁采煤法。工作面平均采高约1.2m，根据工作面采高情况，S12采区选用DZ14-30/100型单体液压支柱配HDJA-1200型金属铰接顶梁联合支护顶板，排距为1.2m，柱距0.6m，最大控顶距5.1m，最小控顶距3.9130、m。由于我矿已购800根DZ14-25/100型单体液压支柱，为了有效利用原有设备，确定S21采区利用DZ14-25/100型单体液压支柱配HDJA-1000型金属铰接顶梁联合支护顶板。排距为1.2m，柱距0.8m，最大控顶距4.8m，最小控顶距3.6m，工作面采用全部冒落法管理顶板。掘进工作面5个，半煤岩巷掘进工作面4个，岩石掘进工作面配备6台7655型气腿凿岩机，1台混凝土搅拌机，1台混凝土喷射机，1台移动螺杆式空压机为其供风，综掘工作面配备1台EBZ132 型掘进机，2台KDF-6.3型局部通风机，1台混凝土喷射机，其余半煤岩巷掘进工作面配备4台7655型风动凿岩机，2台YBT-11型局131、部通风机。3、矿井通风系统设计及建设情况按安全专篇与设计要求，矿井通风方式为中央分列抽出式，风井安设轴流式通风机负压通风。矿井为 “一进一回”。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。通风方法：矿井主要通风机的通风方法采用抽出式;回采工作面采用“U”型通风方式;掘进工作面采用局部通风机压入式通风。S12193回采工作面，其通风线路为：S12193采面：新鲜风流经主平硐(进风井)集中行人上山+930m水平运输大巷S12采区绞车道S12193运输巷S12193采煤工作面污风经S12193回风巷+1060m三号石门+1060m总回风巷回风斜井地面。S12204回采工作面，其通风线路为：S12204采面：132、新鲜风流经主平硐(进风井)集中行人上山+930m水平运输大巷S12采区绞车道S12204运输巷S12204采煤工作面污风经S12204回风巷S12采区回风上山+1060m总回风巷回风斜井地面。安全专篇与设计要求主要通风机选择同能力的FBCDZ-8-23()型防爆轴流式通风机，一台运行，一台备用;每台风机配置2台YBFe400M-8型防爆电动机(185kW，6kV，740r/min)，风量范围48131.5m3/s，风压范围12203080Pa。实际建设中：矿井安装了2台FBCDZ-8-23()的对旋轴流式通风机，功率185kw，矿井总进风量达到5342m3/min;并安设了风速、负压、瓦斯、温133、度、一氧化炭、风门等相关传感器;各采掘工作面的风量均按要求配备，矿井通风系统已按安全专篇与设计要求全面竣工。通风设施：为保证各采、掘工作面的风量和通风系统的稳定性，在风流流动的路线中设置有正反向风门、风窗、密闭等通风构筑物，所有风门均安设有可靠的闭锁装置和语音监控提示装置。为防止爆炸性气体冲击主要通风机，在专用回风斜井井口设置防爆门。矿井主要通风机通过操作可逆电器反向运行进行全矿井反风。4、矿井提升、运输系统设计及建设情况(1)提升运输系统设计情况本矿属高瓦斯矿井，根据开拓布置，在S12采区轨道上山、S21采区轨道上山各装备一套矿用单绳缠绕式提升设备，担负下放矸石及提升炸药、雷管、保健、材料及134、设备等任务;在S12采区运输行人上山及集中运输斜巷各装备带式输送机一台担负原煤的运输任务;在集中行人斜巷装备一台架空乘人设备担负人员的运输。矿井主要运输大巷铺设30kg/m轨道，600mm轨距，坡度3%0，木轨枕。矿车设计选用MG1.1-6A型1t固定式矿车，1吨平板车运送设备。(2)实际建成的运输系统平硐和主要运输大巷铺设30kg/m钢轨，轨距为600mm，木轨枕;煤层运输巷、掘进面铺设600mm轨距，15kg/m钢轨，木轨枕; 矿车选用MG1.1-6A型600辆,MC1-6A材料车30辆，MP1-6A平板车20辆。矿井已建成+780m+930m水平的皮带上山，完善了S12采区煤仓，+783135、m水平2个煤仓和一个垂直矸仓。平硐、运输大巷选用防爆型蓄电瓶机车牵引，完成煤炭、矸石、设备、材料等的运输任务。5、矿井给、排水系统设计及建设情况(1)给水系统设计及建设情况安全专篇与设计要求：给水系统主要供给矿井工业场地及井上、下生产、生活和消防用水实际建成情况为：1、主井工业广场给水系统矿井主井工业广场处已建有比较完善的给水系统，原有高位贮水池已改为500m，原有系统主干管已改造为100mm150mm的管径，满足矿井扩建后的生产、生活及消防洒水的要求。矿井地面生产、生活及消防给水系统采用树状结构，消防采用常高压、静压消防，同生活、生产用水混合供水。地面给水管路采用给水铸铁管和水煤汽钢管，管径136、100mm的管路采用给水铸铁管，承插连接，管径100mm管路采用水煤汽钢管，快速卡箍连接或螺纹丝扣连接。2、风井工业广场给水系统矿井在+1116m回风斜井外，标高为+1116m处修建了一容积为300m;的高位贮水池，该水池进水采用矿井回风斜井附近，标高在+1210m的岩溶泉(45号泉)做为进水水源。水池中贮水则采用一条管径为100mm的输水钢管，并通过回风斜井及相应各巷道，静压输入井下作为井下消防、洒水使用。井下消防、洒水管路采用热轨无缝钢管，管径50mm的管路采螺纹丝扣连接，管径50mm管路采用快速卡箍或法兰连接。井下供水管路采用消防和防尘洒水混合供水，枝状管网结构，局部采有环状供水管路。(137、2)排水系统设计及建设情况我矿井扩建后的井下涌水量有一定增加，矿井标高在+780m水平的最大涌水量为40m;/d，正常涌水量为30m;/d。该类废水的悬浮物含量一般500mg/L，主要污染物为含有一定数量的煤粉、岩粉及少量的颗粒状污染物，并有轻度有机污染。因只是浊度和色度较差，在井口处设置一容积为200m3的斜管(斜板)沉淀池对其进行沉淀处理，处理后的出水可利用为生产用水使用，如防尘、洗选等用水使用，或达到排放标准后排放。实际建成与设计基本相符。6、矿井供电系统设计及建设情况安全专篇、设计要求：矿井必须实现双回路电源供电。实际建成情况为：本矿井已形成双电源供电，其两回供电电源均来自西湖110k138、V变电站不同母线段，其中一回供电电压为10kV，供电线路为LGJ-185/5km;另一回供电电压为35kV，供电线路为LGJ-70/5km，保证了供电的可靠性。地面供电在工业广场已建的35/6kV变电所，供整个矿井地面及井下用电。在该35/6kV变电所内附设6/0.4kV工广变电所一座，所内设S11-630/6、6/0.4/0.23kV型变压器2台，设GGD2型低压配电屏及低压自动补偿屏，其0.4kV母线采用单母线分段结线。该工广变电所供工业广场井口综合楼、锅炉房、机修车间、地面生产系统、宿舍、坑木房、材料库等用电。由35/6kV变电所6kV母线段馈出六回6kV电源，其中两回(不同的6kV母线139、段)采用LGJ-70型架空线路供电至通风机房变电所，供电距离约1.08km，作该变电所的供电电源;其中两回(不同的6kV母线段)采用MYJV22-6/6kV 1(3120)电缆供电至井下中央变电所，作该变电所的供电电源;其中两回(不同的6kV母线段)采用MYJV22-6/6kV 1(335)电缆供电至瓦斯抽放站变电所。目前地面风机房已为双电源供电，其两回6kV电源均来自地面35/6kV变电所6kV不同母线段，分别以一回LGJ-70/1.08km架空导线至风机房变电所。该变电所内设有XGN2-12Z型五防高压开关柜12台，其中进线柜2台，联络柜2台，PT柜2台、馈出柜6台。该6kV母线采用单母线140、分段结线，6kV高压柜采用单列双通道布置。高压开关柜内的真空断路器采用直流操作电源，弹簧操作机构，微机保护，就地或集中控制，由镉镍电池直流屏提供断路器分、合闸及继电保护信号。对旋式轴流风机的电动机电压为6kV，其供电电源取自该变电所6kV不同的母段，其6kV高压起动柜采用变频起动柜，井下供电在井下+930m水平轨道大巷与集中行人斜巷连接处附近设中央变电所一座，采用两回6kV电源下井，电源电缆为MYJV22-6/6kV 1(3120)型，经+780m主平硐至井下中央变电所。电缆在地面部分埋地(或电缆沟)敷设，在井筒部分沿井筒壁悬挂敷设。自地面变电所引双回路电源下井对井下进行供电，局部通风机采用“141、双风机、双电源”“三专、两闭锁”供电。主要通风机、空压机等为双回路供电。7、矿井安全监测监控系统设计及建成情况该矿按突出矿井设计。为确保井下安全生产，根据煤炭工业矿井设计规范和煤矿安全规程有关规定，本矿井设置KJ90NA型安全监测系统。根据井下开拓方式及采掘工作面的配置情况，在井下各采掘工作面、主要回风巷、机电硐室及大巷等处设置瓦斯、风速、风门、烟雾、粉尘、负压等传感器。实际建成情况为：本矿为高瓦斯矿井。装备了KJ90NA型瓦斯监测监控系统，在矿中心控制室设有主机、显示器、打印机，井下共有分站17台，其中大分站1台、中分站15台、小分站1台。各类传感器齐全能满足矿井安全生产的需要，其中沼气传感142、器60台、风速传感器15台、开停传感器25台、负压传感器2台、风门传感器15套、烟雾传感器6台、一氧化碳传感器6台、粉尘传感器3台、温度传感器16台、馈电断电仪17台。矿井配有高、中速、微速风表各4台，按规定配备了光学瓦斯检定器、便携式瓦斯检测报警仪、压缩氧自救器和CO检定器。8、矿井防尘、防灭火系统设计及建设情况(1)防尘系统设计及建设情况安全专篇与设计要求：为改善井下劳动条件，保证井下工人的身体健康。我矿在“预防为主”的综合防尘方面采取如下措施：井下粉尘防治措施1、通风除尘为取得良好的防尘效果，在矿井的通风设计中首先做到：正确布置井下各巷道、合理配置风流、严格计算各通风点风速。2、湿式作业143、设计为矿井在建成后的生产过程中采取湿式钻眼、洒水防尘、喷雾捕尘、装填水炮泥等防尘、降尘措施建立了完善的防尘供水管路系统。3、净化风流为进一步降低和控制粉尘，设计在矿井含尘浓度高的风流所通过的巷道中设置有风流净化水幕。4、个体防护作为采用各种防尘措施的补充，为所有接触粉尘作业人员配备防尘口罩也是设计采取的防尘、降尘措施之一。5、自动喷雾降尘为了节约用水，提高降尘效果，针对不同的使用环境，本矿的喷雾洒水降尘装置一般采用手动和自动相结合的方式控制。在胶带运输机转载、翻车机翻车、重车运输等产尘点，采用ZP-1型自动喷雾降尘装置，该装置为成套设备，具有安装简单、使用方便、性能可靠等特点。6、加强粉尘的检144、测、监测为了对矿井所产生的各类粉尘进行有效的防治，特别是对呼吸性粉尘的进行实时监测，设计选用CC1-150/1000型粉尘粒度浓度测定仪和AZF-01型呼吸性粉尘采样器和AQF-1型粉尘采样器作为本矿粉尘的监测、取样设备。矿井实际建成的防尘系统情况：井下防尘供水系统采用一趟DN1084无缝钢管。经过的路线为：+1116m地面建有300m3的高位防尘水池- +1060m总回风巷-各采区。分支管敷设为DN503无缝钢管，分布全矿巷道。每隔100m设置有支管，在每个水平设置2个截止阀，并控制南北巷道。各水桩供设置水幕、自动喷雾及冲洗巷道等各种接用水使用的装置，分支管路选用25mm无缝钢管，并在井下采145、煤工作面下煤口、掘进工作面、井下主要进、回风巷、采区进风巷设有净化风流的水幕。(2)防灭火系统设计及建设情况安全专篇与设计要求：“预防为主，防消并举”是矿井防火的基本原则，采取如下措施：1、建立完善的湿式防灭火管路系统井下消防、洒水采用消防与洒水合一的给水系统，系统为保证井下防灭火用水量并按规范要求和计算，在回风斜井井口(标高为+1116m)外设有一容积为300m;的高位水池(池底标高为+1116m)，该水池贮存有不少于216m;的消防用水不被动用，该水量在火灾发生时通过一条管径为108mm的输水主干管对井下提供消防用水。为有效防灭火，设计按规范要求在井下各主要巷道和机电硐室处均设置有管径不小146、于50mm消防管路和消火栓装置。2、其它防灭火设施及装备矿井按煤矿安全规程要求，在井下设置有消防材料库，该材料库按规定配备有多种用于井下消防使用的材料。除此以外，设计还在各主要机电硐室、井底车场、变电所、爆破材料发放硐室等处按不同的要求设置有相应的二氧化碳灭火器、干粉灭火器、泡沫灭火器、砂箱和砂袋等灭火装置。3、加强火灾的预测、预报为对可能引发火灾的危险、危害因素进行早期预防、预报，矿井在建立建全安全监测监控系统的基础上，在井下各火灾易发巷道和采掘工作面分别安装和配备有一氧化碳、温度、烟雾等传感器作为井下火灾的自动监测监控装置。4、井下消防材料库矿井按煤矿安全规范的要求，在井下S21采区下部车147、场和+930m水平轨道大巷内设置井下消防材料库，库内按规定配备有多种用于井下消防使用的备用材料，以满足井下火灾发生的防灭火需要。5、井下其它防灭火措施(1)在井下各有关机电硐室和炸药库通道均设置防火栅栏两用门;(2)在矿井的进风井口处设置防火铁门;(3)各硐室及主要巷道采用不燃材料支护;(4)皮带运输机巷按设计规范要求，安装型号为KHJ-1型的火灾监测及自动灭火装置防灭火;(5)加强各种易燃、易爆物的管理，制定完善的火灾防治措施和规章制度，严防各类火灾的发生。矿井发灭火建设完工情况：目前，我矿防尘、防灭火系统按照设计方案要求已安装到位，并正常投入运行。9、矿井通讯系统设计及建设情况矿井地面设有148、TC-2000D型256门程控电话交换机，地面各主要生产场地、办公地点、井下各主要作业点及硐室均安设有内部电话。矿内外、井上下通讯畅通。10、矿井压风系统设计及建设情况安全专篇与设计要求：根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局安监总煤行(2007)167号文件及四川省经济委员会、四川煤矿安全监察局川经(2007)313号文件，在井下设压风自救系统，固定式空气压缩机设在地面。在矿井井下每条巷道均设置压风管道，每100m安设出风口及减压装置，并与防尘管路出水口错开，形成每50m有一个出水口或出风口。井下自救系统的耗风量，按井下一个采煤工作面正常工作时的最多40人计算。矿井实际建成的压风系149、统情况：矿井在回风斜井地面压风站安设两台ZV-3.5/5型固定式空气压缩机，敷设D1084mm主管和D763.5mm分管向各用风点送风，井下各作业点均安设了压风自救袋，压风自救袋位置、数量符合要求，压风自救系统运行稳定、可靠。11、人员定位系统矿井安装了KJ69J人员定位管理系统，矿入井人员在各个出入井口、重点区域出入口、限制区域、巷道分支处等地点安装了13台分站、无线接收器86台、射频卡1000只、传感器电缆1.2万米、电脑1台LED大屏2.4平方米、防雷保安器1对、数据接口1台。现安装的人员定位系统建设，实现了对入井人员的实时监控、跟踪定位、考勤管理功能，加强了井下人员管理，提升生命保障，150、促进了煤矿安全生产，该系统在运行期间完全能满足安全生产需要，并达到了国家验收相关标准。12、矿山救护矿井有威达公司救护消防中队派驻18人组成的救护分队，救护人员配备和救护装备符合规范要求。13、安全质量标准化建设2010年1月，川煤集团以川煤生20102号文批复矿井安全质量标准化达二级标准。14、矿井瓦斯治理矿井建有地面固定瓦斯抽采系统。瓦斯抽采系统于2010年12月经省煤监局组织竣工验收合格，并以川煤监审批2010696号文批复。15、批准的设计图件和建成的实测图件(井上下对照图、采掘工程平面图、通风系统图、避灾路线图等)第三部分 联合试运转方案1、联合试运转的系统、范围和期限联合试运转系统151、以原煤生产系统为主，包括三个回采工作面，五个掘进工作面;辅助生产系统，即通风系统、运输系统、供电系统、安全监控系统、给排水系统、防尘防爆系统、防灭火系统、通讯系统、压风系统以及地面配套系统等。联合试运转期限预计9个月，即2010年3月31日至2011年4月31日。2、联合试运转的测试项目、测试方法、测试机构和人员(1)原煤生产能力的测试测试采煤工作面生产能力，计算现有回采工作面每米进度的实际原煤产量和原煤回采率，判定矿井的达产时间和所配工作面个数以及相关参数;验证回采工作面的支护方式以及顶板管理的可靠性。测试方式为单班测试，月末综合计算;矿井安排人员自己测试。(2)采掘接替能力测试测试计算开拓152、巷道和准备巷道单班进度，判定采掘接替时间和接替周期。同理，矿井安排人员自己测试。(3)辅助生产系统能力测试1)通风系统：聘请有资质的单位测试矿井主要通风机的安全通风性能，定期检测矿井的风量分配情况，判定通风系统的运行能力以及通风系统的稳定性和可靠性。2)运输系统：观察运输系统中各环节的协调配合情况，复核计算平巷运输。3)供电系统：检验矿井安全供电能力，观察、记录、计算矿井主变容量、输电线路(包括双回路、井下缆线等)是否满足安全生产的要求，矿井供电的“三大保护”是否可靠。4)排水能力：测试矿井的涌水量。5)治污能力：矿井安排人员自己测试，检验矿井污水处理系统的排污、治污能力，观察、记录、计算污水153、处理能否满足安全生产的需要。6)安全监控系统：矿井安排人员测试，通过联合试运转，检查验证矿井安全监测监控系统运行是否可靠、各类传感器安装位置是否合理、数量是否足够、种类是否齐全、探头是否灵敏、准确、可靠。7)防尘防爆系统：在联合试运转过程中，检查验证矿井防尘供水系统运行是否正常，供水管路大小是否合理，水池容量、供水量是否满足要求，隔爆水棚数量、安放位置、水棚容水量大小是否合理，矿井安排人员自己测试。8)防灭火系统：在联合试运转过程中，检查验证矿井防灭火系统运行是否正常、有效、可靠。9)通讯系统：通过联合试运转，检查验证矿井通讯系统是否畅通、可靠、及时，通讯数量是否足够、安放位置是否合理，矿井安154、排人员自己测试。10)压风系统：通过联合试运转，检查验证矿井空压机的安全性能是否可靠，判定压风系统运行的能力是否满足安全生产的要求，以及稳定性和可靠性，矿井安排人员自己测试。11)地面系统：在联合试运转过程中，考查矿井生产调度系统的协调能力、指挥能力、应变能力以及解决问题和处理问题的能力，同时检查验证矿井地面辅助生产系统的配套服务是否协调一致，工业广场配置是否合理，地面运输能力是否匹配，矿井安排人员自己测试。3、联合试运转的目标、预期效果联合试运转的目的是检验各生产子系统自身的安全生产能力以及协调配合度，通过联合试运转使矿井的实际安全生产能力尽快达到矿井的设计生产能力。4、联合试运转期间产量计155、划与劳动组织联合试运转期间，平均日产原煤产量1000-1500吨之间，劳动组织按一天三班安排。5、联合试运转总结我矿根据四川省经济和信息化委员会关于四川省叙永煤矿技改工程联合试运转的批复(川经信煤炭函【2010】446号)，严格按照文件精神组织试运转，从2010年3月31日开始至2010年9月30日结束，历时6个月，由于此试生产期间多项专项工程未竣工验收，因此我矿特申请试生产延期，四川省经济和信息化委员会关于四川省叙永煤矿调整建设工期的批复(川经信煤炭函【2010】1360号)同意我矿试生产期延长3-5个月，由于我矿采煤方法调整及设备供应延迟等原因，因此我矿再次申请试生产延期，四川省经济和信息156、化委员会关于同意威达公司叙永煤矿延长试生产期限的批复(川经信煤炭函2011289号)同意我矿试生产期延长至2011年4月30日。在此试运转的过程中，基本达到了预期目的，现总结如下：(1)、原煤生产能力从2010年3月31日至2010年12月31日试生产期间，我矿共计生产原煤13.427万吨，工作面共计推进624.5米，掘进回收原煤0.37万吨，采煤工作面煤炭回采率达到97%，采煤工作面全部实行全部垮落法管理采空区，支护方式可靠，单体液压支柱和铰接顶梁的回收率达到100%，支柱间距、排距和放顶布局合理，与设计基本一致。原煤生产能力基本能达到45万吨/年生产能力要求。(2)、采掘接替能力回采面9个157、月共后退624.5m，掘进工作面共掘进6821.3m，圈定的回采煤量为30.4万吨，基本能满足生产需求，采掘接替基本平衡。(3、辅助生产系统能力1)通风系统：矿井主要通风机的安全通风性能、风量及运行能力稳定、可靠，完全能满足设计及实际生产的需求。2)运输系统：运输系统中各环节配合协调，平巷机车运输基本能够满足年产45万吨的要求。此外，矿井正在筹备新掘皮带运输副平硐。3)供电系统：矿井供电安全、能力匹配，主变容量、输电线路(包括双回路、井下缆线等)完全满足安全生产的要求，供电的“三大保护”可靠。4)排水能力：目前矿井的涌水量为30m3/h。5)治污能力：目前矿井污水处理系统的排污、治污能力满足安158、全生产的需要。6)安全监控系统：通过联合试运转，安全监测监控系统运行可靠、各类传感器安装位置合理、数量足够、种类齐全、探头灵敏、准确、可靠。7)人员定位系统：通过联合试运转，人员定位系统运行可靠、各类传感器安装位置合理、数量足够、种类齐全、识别卡准确、可靠。8)防尘防爆系统：在联合试运转过程中，防尘供水系统运行正常，供水管路大小合理，水池容量、供水量满足要求，隔爆水棚数量、安放位置、水棚容水量大小合理。9)防灭火系统：在联合试运转过程中，矿井防灭火系统运行正常、有效、可靠。10)通讯系统：在联合试运转过程中，通讯系统畅通、可靠、及时，通讯数量足够、安放位置合理。11)压风系统：在联合试运转过程159、中，空压机的安全性能可靠，压风系统运行的能力满足安全生产的要求，运行稳定、可靠。12)地面系统：在联合试运转过程中，生产调度系统指挥有效、协调适应、应变及时，具备了基本的解决问题和处理问题的能力，地面辅助生产系统的配套服务协调一致，工业广场配置合理，地面运输能力与井下匹配，地面系统满足井下安全生产的要求。通过这次联合试运转，可以看出：1)、辅助生产系统能力基本满足设计和实际安全生产要求;2)、三个采煤工作面(一个综采、两个炮采)产能达到设计要求;3)、矿井掘进进尺基本能达到45万吨年生产能力要求。6、其它规定事项1)矿井通讯系统：通过联合试运转，检查验证矿井通讯系统是否畅通、可靠、及时。2)压160、风系统：聘请有资质的单位测试矿井空压机的安全性能，判定压风系统运行的能力以及稳定性和可靠性。3)安全监测监控系统：通过联合试运转，检查验证矿井安全监测监控系统是否准确、可靠。4)人员定位系统：通过联合试运转，检查验证矿井人员系统是否准确、可靠。5)防尘供水系统：在联合试运转过程中，检查验证矿井防尘供水系统运行是否正常。6)矿井污水排放系统：通过联合试运转，检查验证矿井污水排放系统的治污能力和排污能力。7)生产调度系统：在联合试运转过程中，考查矿井生产调度系统的协调能力、指挥能力以及应变能力。8)地面辅助生产系统：在联合试运转过程中，检查验证矿井地面辅助生产系统的配套服务是否协调。第四部分 联合161、试运转的安全技术措施与应急预案1、试运转的管理机构、管理人员分工和安全生产责任制(1)试运转的管理机构、管理人员分工1)试运转组织机构图2)煤矿主要管理人员分工文件(见附件)】(2)安全生产责任制矿长安全生产责任制一、矿长是全矿安全生产的第一责任者，对全矿安全生产负责。二、矿长必须经过培训，取得矿长资格证书和安全资格证书，并在有效期内开展工作。三、矿长必须认真贯彻党和国家的“安全第一，预防为主”的安全生产方针，严格执行安全生产法律、法规，建立健全本矿的安全生产责任制。四、组织制定矿井各项安全生产管理制度，并负责督促其实施。五、定期组织矿井安全生产大检查，及时消除生产安全事故隐患，针对矿井的具体162、情况，按照国家有关法律、法规规定，组织制定安全生产技术措施，提取足够的安全费用。六、组织编制矿井的中、长远发展规划。狠抓全矿职工的教育、培训工作，每年年初组织编制本年度职工安全教育培训计划，并严格执行，做到先培训后上岗。七、制定并组织实施本矿的安全生产事故应急救援预案，发生事故及时赶到现场，积极组织抢险救灾，保护好现场，及时如实上报，不得隐瞒事故真相。八、每天必须审阅矿井瓦斯报表，并在报表上签字。安全副矿长安全生产责任制一、当好矿长的助手，负责全矿安全监督管理工作，及时研究和处理生产过程中的安全隐患问题，营造和确保全矿井安全生产氛围。二、安全副矿长必须经过培训，取得矿长资格证书和安全资格证书，163、并在有效期内开展工作。三、认真贯彻执行党和国家的安全生产方针和有关安全生产的法律、法规，严格监督执行各工种安全操作规程和各类安全技术措施。四、认真监督抓好矿井的“一通三防”工作和通风瓦斯管理工作，严格按照煤矿安全规程加强矿井通风、瓦斯、顶板、煤(岩)尘、水害、火灾等管理，防止各种事故的发生。五、开好班前会，布置安全生产，讲明各班存在和应注意的问题，坚持上班前讲安全，上班时检查安全，下班后总结安全。六、负责组织定期或不定期的安全生产检查工作和各种形式的安全隐患排查活动。经常对职工进行安全培训教育，提高职工综合素质。七、严格安全生产现场管理，狠反“三违”，杜绝违章指挥和违章作业。出现事故，严格按照164、“四不放过”的原则，认真、严肃组织追查处理八、矿井发生事故后必须立即赶往现场组织参与抢救，及时向矿长汇报灾情，事后查清事故原因、地点及遇险情况。生产副矿长安全生产责任制一、当好矿长的助手，负责全矿安全生产的组织和管理，及时研究和处理生产上的问题，保证在安全的条件下超额完成采、掘生产任务。二、生产副矿长必须经过培训，取得矿长资格证书和安全资格证书，并在有效期内开展工作。三、认真贯彻执行党和国家的安全生产方针和有关安全生产的法律、法规，严格监督执行各工种安全操作规程和各类安全技术措施。四、认真抓好矿井的通风瓦斯管理和有毒有害气体的检查工作，严格按照煤矿安全规程加强矿井通风、瓦斯、顶板、煤(岩)尘、165、水害、火灾等管理，防止各种事故的发生。五、积极协助矿长主持召开矿井安全生产会议，负责组织、落实矿井的年度、月度生产计划，研究解决安全生产中出现的各种问题，制订安全生产现场措施并负责实施。六、积极组织安全生产检查工作和各种形式的安全活动，经常对职工进行安全技术和政治思想教育，提高职工综合素质。七、严格安全生产现场管理，杜绝违章指挥和违章作业。保证井下采掘生产正常接替和原煤任务的完成，努力提高原煤质量和煤炭回收率。八、矿井发生事故后必须立即赶往现场组织参与抢救，及时向矿长汇报灾情，事后查清事故原因、地点及遇险情况。机电副矿长安全生产责任制一、当好矿长的助手，负责全矿机电组织和管理工作，及时研究和处166、理生产上的问题，保证在安全的条件下超额完成采、掘生产任务。二、机电副矿长必须经过培训，取得矿长资格证书和安全资格证书，并在有效期内开展工作。三、认真贯彻执行党和国家的安全生产方针和有关安全生产的法律、法规，严格监督执行各工种安全操作规程和各类安全技术措施。四、认真抓好矿井的机电运输工作，特别是斜坡提升和机电设备的完好，努力降低机电事故影响率，严格按照煤矿安全规程加强矿井的供电管理，杜绝电器设备失爆，防止因机电设备而诱发各种事故。五、积极协助矿长主持召开矿井安全生产会议，研究解决安全生产中出现的各种问题，制订安全生产措施并负责实施。六、负责组织安全生产检查工作和各种形式的安全活动，经常对职工进行167、安全技术和政治思想教育，提高职工综合素质。七、严格安全生产现场管理，杜绝违章指挥和违章作业。协助井下采掘生产正常接替和原煤任务的完成，努力提高原煤质量和煤炭回收率。八、矿井发生事故后必须立即赶往现场组织参与抢救，及时向矿长汇报灾情，事后查清事故原因、地点及遇险情况。总工程师安全生产责任制一、负责贯彻执行党和国家的安全生产方针，严格执行国家统一的技术规范。二、对全矿安全生产技术负责，主管矿井的“一通三防”工作，特别是矿井的瓦斯治理和瓦斯管理工作。认真审查矿井的通风瓦斯报表，并签署意见，组织、编写、审查采掘生产接替、采掘作业规程、各工种操作规程和安全生产的技术措施。三、组织职工加强学习煤矿开采技术168、安全知识等，努力提高全矿职工综合技术水平。组织推广新工艺、新技术。四、对井下生产巷道、电器设备、生产现场的安全情况应随时了解和掌握，遇到不安全隐患，要及时组织排查，严格做到“先安全，后生产”。遇到险情时，应立即停止生产，指挥人员撤离危险区域。五、在工作中坚持按照煤矿安全规程指挥生产，不得违章指挥，发现违章作业时，有权责令停止生产，及时纠正，对严重者予以处分。六、严格把好工程质量关，对重要的巷道工程、永久性的建设工程，必须先设计、后施工，坚持“一工程，一措施”，经常检查质量，不合格的令其返工。否则不予验收。七、调查了解相邻矿区、采区的情况、老塘积水情况，并及时向矿长反映，组织制定探、防水等措施169、。八、凡发现有不安全隐患或发现有危险情况时，不排除不离开。调度室安全生产责任制一、时刻掌握矿井的安全生产动态，及时传达、贯彻、执行国家和上级部门有关安全生产的政策、方针、规定和指示精神。二、在保证安全的前提下组织指挥生产，作好各种调度记录、调度台帐、调度报表等。三、生产中出现不安全因素、险情和事故时，要果断正确处理，防止事态扩大，并及时通知有关领导和部门共同处理。四、参加安全生产大检查，发现违犯安全生产制度和安全技术规程者，应及时制止，并立即向领导汇报，及时通知安全技术管理部门共同处理。五、参加生产事故和其他事故的调查处理工作。通风防灾科安全生产责任制一、在矿长、总工程师的领导下，做好本矿井通170、风管理工作，消除矿井通风隐患，防止矿井有害气体超限。二、每旬进行一次井下全面测风，从测风站到采掘工作面(点)，进、回风巷以及一切需要通风的地点，必须逐一测风，并提出风量分配调整方案。测风数据，当天必须填写记录，并送矿长或技术负责人审阅签字。三、坚持通风系统检查，防止漏风、无风或风量过大、过小，发现风量不符合规定要求，迅速报告矿长、总工程师并会同安全科、技术科采取果断的处理措施。四、对采煤工作面和采空区、配风眼，必须督促班(组)执行“随采随闭的制度，即时搞好废旧眼的密闭，减少风量损失或漏、串风。五、因工作需要，经批准对临时停掘的独头、盲巷恢复生产，必须先采取通风措施，在检查瓦斯不超限的条件下，方171、能允许人员进入作业。六、实施对通风系统进行检查，对掘进局扇和地面主扇的运转情况做到心中有数，保持矿井正常通风，管好、用好测风表，防止甩跌，时常保持清洁、完好、转运准确可靠。七、严格执行“四位一体”的防突管理工作，特别要坚持瓦斯预测预报工作，加强瓦斯抽放，治理矿井瓦斯灾害。机电运输科安全生产责任制一、管理好全矿井的机电设备，确保机电设备正常运行。认真贯彻各项机电管理制度，严格按照作业规程规定、机电设备检修标准、完好标准进行检查与维修，确保机电设备完好达到规定的指标。二、组织对全矿重大设备事故和一般事故的调查分析处理、及时恢复生产。三、负责对各科安全装置、仪器、仪表的定期校验、调试等工作，确保完整172、灵敏与可靠。四、搞好季节性预防、检测，做好电器保护装置的使用。五、配合有关部门，有计划的组织好技术、业务培训考核，做到特殊工种持证上岗，提高职工的业务素质和自身保护能力。生产技术科安全生产责任制一、负责本矿安全技术措施的编制和设计。二、推广新技术、新材料、新工艺。三、在工程设计、工艺布置时，严格执行国家的技术标准、有关的安全卫生标准和规定，充分考虑到操作人员的安全和健康。四、负责编制、审查安全技术规程、作业规程和操作规程，并监督检查实施情况。五、承担安全生产科研任务，提供安全技术信息、资料，审查和采纳安全生产技术方面的合理化建议。六、协同有关科室加强对职工的技术教育与考核，推广安全技术方面的173、先进经验。七、参加伤亡(重大伤亡)事故的调查分析，从技术方面提出事故原因和防范措施。八、在矿长和分管副矿长的领导下，贯彻落实月度生产计划指标，为本矿生产、质量管理的科室职能。按照管生产必须管安全的原则，承担安全生产、安全质量的管理责任。九、加强对矿生产的管理，坚持先安全后生产。井下生产活动全过程，始终把安全摆在第一位置，必须在保障安全的条件下，努力提高产品的数量和质量。十、强化安全质量管理。抓产品质量的同时，必须抓好井下安全设备、设施的安装质量、施工质量、使用质量的管理，确保各种安全设备、设施处于良好的运行状态，为安全生产提供可靠保证。十一、深入实际搞好检查、监督工作。科室管理人员必须分兵把口174、，深入井下生产作业现场，协助班组检查生产情况的同时，检查采、掘布置是否按矿技术规范执行?工作面支护管理是否符合“作业规程”规定?采区通风、安全出口是否畅通?瓦斯监控、通风设备运转、漏电保护是否正常?爆破作业是否专职人员爆破?采空区废旧眼是否执行“随采随闭”?有无漏、串风等情况，监督各班组为安全生产创造良好条件。十二、抓好安全生产思想教育培训学习工作。把科室管理人员学习同班组管理人员学习结合起来，通过学习，强化安全生产管理意识，提高管理业务水平，牢固树立，抓生产必须抓好安全的指导思想。在工作中，以安全生产获取更佳经济效益。十三、提高科室安全生产管理水平。首先自身要刻苦钻研业务，要懂法、晓规，带头175、按煤矿“三大规程”办事，不违章指挥。不断总结经验教训，面对各种复杂情况，能迅速、果断、正确处理。如果发生事故，必须积极组织班组职工抢救，参加事故调查，查找原因，制定措施，防止类式事故再度发生。供销科安全生产责任制一、对本矿的安全生产负责，建立健全物资安全保障制度。二、负责按计划、保质保量及时供应本矿安全技术措施项目所需设备材料。三、贯彻执行仓库防火安全管理细则及化学危险品安全管理规定，结合本矿实际，制定相应的实施细则。四、对本矿购物设备、配件及有关材料的质量负责，质量必须符合煤矿安全标准要求。五、储存、发放物资要符合物资安全管理要求。六、负责本科室的隐患治理。安全监察处安全生产责任制一、宣传贯176、彻党和国家安全生产方针、政策和劳动保护条例、法令，监督矿山安全法的贯彻执行。二、督促本矿开展安全教育和技术培训工作。三、参加本矿的矿山设计审查和矿山工程竣工验收，参加本矿安全科研成果和有关新技术的鉴定。四、检查本矿安全技术措施工程的完成情况和安全技术措施经费的使用情况。五、检查本矿安全工作，对违反矿山安全法和危害职工安全健康的情况，提出处理意见。六、参与本矿的事故调查，监督事故的处理。七、对严重违反矿山安全法的本矿科室和有关人员。有权处以罚款。八、对严重违反矿山安全法的本矿企业及负责人和领导人，有权提请上级机关给予行政处分，或提请司法机关依法惩处。地质测量科安全生产责任制一、加强全科职工的安全177、思想教育，端正业务指导思想，认真贯彻执行上级的方针、政策。严格执行技术管理政策，全心全意为采掘一线服务。二、根据煤炭生产建设不同阶段的需要，准备提供有关各种地测资料，为煤矿安全生产提供技术依据。三、查明影响生产建设的各种地质因素，提供矿井、水平、采区工作面和巷道的地测资料。四、查明影响矿井的各种充水因素，分析研究掌握地下水规律，做好防治水工作。五、及时解决和预报生产中遇到的地测问题。六、及时测定井巷施工的位置、方位、按设计要求指导生产。七、及时准确的测绘各种矿图。八、为制订生产、建设计划和三下采煤及合理留设煤柱提供可靠的地测资料。九、参与审查有关的采掘设计方案，防止忽视地质条件，不按技术政策规178、定乱采、乱掘。十、制止违反设计要求或不按地测部门提供的有关数据施工。十一、制止违反开采程序或开采方法不合理造成资源丢失。十二、对煤炭资源的合理开采和井巷工程进行业务监督。财务计划科安全生产责任制一、认真学习和贯彻执行安全生产的文件精神，严格履行健康、安全与环境管理体系有关的职责及规定，把健康、安全与环境保护纳入财务计划工作的头等大事来抓。二、按规定负责落实本矿安全生产技术措施经费，并对上级拨给本单位的安全生产资金，保证用在安全生产当中，不得挪用、占用。三、在审定和编制本矿基本建设和工程项目计划费用时，应留足相应计划的安全生产技术措施费用。确保资金到位，并负责监督、检查该计划的安全措施费用的专款179、开支情况。四、保证本矿安全生产设施建设和设备购置、事故隐患治理、安全教育费用，确保资金到位。五、负责审核本矿各类事故处理费用支出，并将其纳入本单位经济活动分析内容。六、保证本矿全体员工劳动保护用品、保健食品和防暑降温饮料的开支费用。保卫科安全生产责任制一、认真贯彻执行消防法，坚持“预防为主，防消结合”的方针，做好防火、灭火等消防工作。二、掌握本矿主要生产过程的火灾特点，经常深入基层监督检查火源、火险及灭火设施的管理。三、负责对本矿进行防火宣传教育，普及消防知识;负责指导义务消防队的训练工作。四、负责本矿爆炸、剧毒物品审批工作，对其管理、运输、使用进行监督检查，并做好保卫工作。五、负责组织本矿的180、消防安全检查，负责组织火灾事故的调查、分析、处理和统计、上报工作。六、负责本矿公共娱乐场所防火、安全工作的检查、监督工作。七、定期负责本矿各科室的消防设施、设备和防雷装置的检查检验，参与新建、改建、扩建工程的消防设施、设备、防雷装置的验收工作，对不符合安全规定的，负责追查并限期整改。2、采掘安全技术措施及应急预案(1)过断层及破碎带安全技术措施1)遇断层时，必须加强断层带的支护密度，将断层带的柱距缩小至500600mm.2)根据现场的实际情况，酌情在切顶线一排棵棵打上戗柱或戗棚加强支护，必要时在第二排柱上打戗柱加强支护，戗柱要迎着顶板来压的方向戗(正、反、斜戗均可)。3)必须严格加强断层带及破181、碎带的顶板插背，顶上小板必须插背完好，顶板破碎时，顶上小板必须插背严实，出现顶空必须用大料插背接顶，严禁顶空。4)断层及破碎带打眼放炮时只能采用密打眼(眼距为600-700mm)，少装药(每个炮眼装1-2个药卷)，放小炮(一次最多起爆顶、底各四个装药眼)的方式进行，严禁大面积放炮。5)断层及破碎带放炮后必须及时挂梁支护，并视现场情况酌情棵棵或隔一打一打上贴帮柱，打上贴帮柱后方可放下一炮。6)断层带要分在同一组内作业，并安排责任心强，有经验的老工人在该段作业，由一名班长亲自指挥并负责该段的安全质量工作，发现不安全隐患必须立即组织处理。7)若断层带顶板特别破碎，煤壁片帮，应采用大板或方木配合木支柱182、一板三柱探至煤壁以加强支护，支柱柱帽尺寸不小于长宽高=400mm120mm70mm，柱帽中部应毛面，防止支柱脱落，大板或方木只能用来挑顶,严禁用来切顶。8)断层带卧底时，一次卧底量以300mm为宜，且打柱时柱头应向煤壁倾斜3-5度，打柱时柱头向老塘方向倾斜3-5度，以增加支柱的稳定性。9)断层带支柱、回柱等必须设专人观察，并保证后路畅通无阻。10)班末班队长安检员和质量验收员必须严格对断层带的工程质量进行验收，若发现不合格品必须及时组织人员整改。11)走向断层落差大于采高，当工作面遇到这种类型的断层时，可以以断层为界，将工作面分为两段，沿着断层掘中巷，上段工作面的煤由中巷运出，如断层延展不长，183、也可不掘中巷，而沿走向每隔5米开掘斜眼，经下段工作面运出。12)倾斜断层落差较大，对这类型断层，应另开切眼，使工作面跳过断层回采。13)斜交断层落差较大，对于这种类型的断层也要用另掘开切眼跳过断层，由于断层与工作面斜交，断层两侧出现三角煤，为了提高回采率，应予以回采，根据不同情况又可采用下面两种方法。A、当断层与真倾斜夹25-45角时，工作面应按真倾斜沿下走向推进，工作面的缩短部分留作通道，作为通风和安全出口，工作面缩短到1020米时，即可开始停采。B、当夹角小于25时，采用夹楔子调面的方法处理，这时工作面的推进保证直线。14)断层的落差小于煤层厚度，在这种情况下，工作面一般是平推硬过。A、在184、允许时，对倾斜断层可以改变工作面的方向，使断层与工作面斜交，或减少工作面每次推进时受断影响的长度，斜交角不能过小。B、受断层影响，在断层的附近，煤层薄，行人难于通过时，要根据顶、底板的强度，断层的情况进行挑顶或卧底，既要保证安全又要处理量小，使工作面底板的坡度能平稳的变化。C、为了不影响工作面正常回采，断层附近应超前处理，在处理断层时应打浅眼，少装药，放小炮，在断层附近严禁放大炮。D、在回采工作面邻近断层时，应加强支护质量，加密支柱，缩小柱距、排距，并在断层附近打木垛和用斜撑支好断层面。E、确定合理的放顶步距，一次回清断层外侧的支柱。15)柱帽应与断层线正交或斜交，不可顺断层使用。16)断层区185、域必须保证通道畅通，溜皮，材料避免堆在三、四排上，防止冒顶掩埋材料，过断层期间，每班必须有跟班人员在现场值班，把好现场安全关，在工作面上、下班交接时，工作面断层带必须重点交接，不得出现一根不合格支柱。17)凡工作面断层带附近出现的安全隐患，按照三违处罚规定执行上限处罚。(2)防止冒顶和处理冒顶的安全技术措施1)必须严格加强采面工程质量管理，加强帮、顶插背质量，严防片帮、漏冒顶，顶空处必须用大料插背接顶，确实无法接顶的必须停止推进，待呈报安全技术措施处理好后方可推进。2)采面发生冒顶时，必须待顶板压力稳定后，班队长及时组织人员加固好冒顶区上下的支架，防止冒区继续扩大。3)对冒顶的处理方法，班长根186、据现场情况，采取排矸、撞楔、开帮等方式进行均可，严禁冒险蛮干。4)一般情况下，从下往上逐架进行处理，若出矸没困难时，可以上下同时进行处理。5)待冒区边缘支架加固好后，沿边缘支架往冒区插探板或撞楔，然后在掩体下出货、架设支柱，一般用1.8m长的大板或2.4m长的方木柱打设一板三柱的支架支护冒区，大板或方木必须垂直探至煤壁，所架设的支架必须迎山有劲，支柱必须打在实底上，不得打在浮煤(矸)上，支架架好后必须将顶板插背完好，若出现顶空必须用大料插背接顶，以防掉矸伤人，严禁顶空和空顶作业。6)架设支架时，后路支架必须完整无缺、牢固可靠，退路必须保持畅通无阻，架设支架时只能逐架进行。7)处理冒顶时，迎头必187、须是有经验的老工人作业，以2-3人为宜，并设有一名有经验的老工人观察。8)处理冒顶过程中，若顶板二次来压时，班长及安检员必须及时将所有人员撤至冒区往外的安全地点，待压力稳定后方可进入迎头作业。9)处理冒顶过程中班长要经常巡视冒区附近的支架、顶板活动情况，发现问题立即组织人员处理并亲自负责指挥，处理后路支架时处理点至冒区迎头严禁有人。10)班末班长及安检员必须严格对冒区的工程质量进行验收，发现不合格品必须及时组织人员整改合格。11)处理时间超过24 小时，另报处理措施。(3)工作面初次来压和周期来压的安全技术措施1)工作面回采期间，日常进行顶板观测，摸清工作面初次来压、周期来压步距，在来压前加大188、支护密度，对所有支柱均要实行二次补液，提高工作面支柱的总支撑力。2)来压前，沿放顶线增设12排密集支柱或丛柱，增加支撑力隔离老塘。沿放顶线每隔58米增设一个木垛;也可打双排交叉布置的木垛;或增设一梁三柱的戗棚或抬棚增加采面支架的稳定性。3)初次来压期间，适当加大工作面控顶距，以便架设特殊支架。周期来压期间则适当缩小控顶距，适当缩小一次放顶距，减轻老顶对采面的影响。4)采取小进度循环方式，加快工作面推进速度，保持煤壁完整，使其有良好支撑作用。5)保证采面内支护的质量符合要求，落煤后及时支护有片帮危险要支设贴帮柱。6)在工作面和采空区内设木信号点柱，以便顶板来太时能及时报警。7)对大面积悬露的坚硬189、老顶，必须提前采取人工强制放顶，以减轻老顶来压对工作面的压力。8)采空区的支柱要回收干净，使直接顶充分垮落，以缓冲老顶垮落对工作面支柱的冲击。在大面积顶板压力下，最后回撤某一孤独承压支柱，在该柱周围补打支柱，再用回柱绞车回柱，回柱时，所有人员均须撤到危险范围以外。9)加强现场安全管理，顶板管理员，安全员要认真巡视工作面，不得出现折柱、朽柱，不得出现缺柱，支柱柱、排距符合要求。(4)工作面过老巷安全技术措施1)对不通风的老巷，要首先送风排出积聚瓦斯。2)通风后进行巷修，修复方法是：在老巷原支架下打上一梁二柱或一梁三柱的托梁棚子，对老巷支架上局部冒顶，要用木垛接顶。3)对压力很大，顶板破碎老巷，应190、在接近老巷时逐步调整工作面推进(方向)与老巷斜交，不能与老巷平行推进。4)工作面应尽可能放小炮或震动炮，减少放炮对顶板的破坏，即将透过老巷应停止放炮改为手镐采。5)工作面与老巷相交处控顶面积大，顶压集中，要加密支护加打木垛。6)如果老巷在工作面上方，要用大于老巷宽度的长木梁托顶，木梁一头深入煤壁梁窝，打上贴帮柱，另一头在沿倾斜方向打的抬棚上，长木梁上用木料刹紧背严。回柱后，采空区侧打上木垛。7)如果是厚煤层，老巷在工作面下方，过老巷前先用采落煤填实。工作面推到老巷时，底板上要打上长底梁，支柱支在底梁上，防止支柱下沉。在老巷处要加打木垛托护顶板。8)工作面过老巷要加快推进度，边采边支护，尽量减少191、空顶时间和面积，防止冒顶。9)瓦检员必须在现场值班，随时检查作业区域内的瓦斯、二氧化碳和其它有害气体。瓦斯、二氧化碳浓度达到1%时，必须停止用电钻打眼，达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员切断电源，由矿救护队员进行处理。凡体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止作业，撤出人员，切断电源，由救护队员执行瓦斯排放措施。10)在工作面上下班交接时，工作面过老巷段必须重点交接，不得出现一根不合格支柱。(5)工作面末采收尾安全技术措施1)成立工作面末采收尾领导小组工作面走向长度达到20m时，执行末采、收尾措施。2)安全技术措施A、末采期间，安全员和采区班长每班巡回检192、查工作面的顶板、支护，有断柱、缺柱、迎山角度不够，松柱、歪柱等必须现场处理，工作面不得无故停班，确保正规循环作业。B、末采期间，工作面的柱距缩小为0.5m，工作面支柱柱帽尺寸不小于长*宽*高=400mm*120mm*70mm，柱帽中部应毛面，防止支柱脱落。C、工作面长度达到810m时，执行收尾，工作面收尾时，必须保证工作面有三排支柱两仓路。靠采空区一排支柱采用密集支护，密集支柱靠采空区一侧沿真倾斜码10m2m的矸石墩，收尾时必须收尽工作面材料，拆走溜皮，保持两仓路畅通。D、结尾结束必须经领导小组验收。(6)采掘应急预案1)迅速查明冒顶垮塌位置、范围，被堵、被压的人数。2)迅速恢复冒顶垮塔区的正193、常通风，如暂时不能恢复时，应利用钢管向被压、堵截的人员输送新鲜空气。3)处理中，必须始终坚持由外向里加强支护，防止二次冒顶和垮塌。必要时，开掘通向遇难人员输送新鲜空气。4)处理大面积冒顶垮塌时，应根据现场情况，制定专门措施。3、“一通三防”的安全技术措施与应急预案(1)通风瓦斯管理安全技术措施1)矿井必须有完整独立的通风系统，改变全矿井、一翼、一个水平或一个采区的通风系统以及改变运行主扇或调整主扇风机叶片角度时，必须报书面措施，并经总工程师批准。2)矿井通风系统必须稳定、合理、可靠，控制风量的通风设施应尽量少。3)矿井必须加强巷道维护，其回风巷道失修率不得大于7%，严重失修率不大于3%，以保证194、通风系统畅通。4)煤层倾角大于12度的回采工作面都应用于上行通风，如需采用下行通风时，必须报煤矿主管部门批准，并遵守煤矿安全规程第42条规定执行。5)回采工作面及其进、回风巷必须畅通，主风巷的有效通风断面应不小于巷道原设计的2/3;大倾角煤层工作面应保持一个超前行人、通风眼，其断面不小于2m2，并且支护完好，保持畅通，工作面上煤眼应严禁堵塞。6)主扇风机因检修、停电或其他原因需要停风时，必须编制停风措施，经批准后执行。7)矿井通风、安全、机电管理人员应定期对主扇风机及其配套设施进行检查、维修。8)矿井必须建立通风、瓦斯检查制度，配备专职瓦斯检查员和足够的瓦检器。每个瓦检员必须持证上岗。9)工作195、面瓦斯检查，实行区域巡回检查制、负责检查采掘工作面、工作面进、回风巷风流及第一分支(合流点)内的机电硐室等的和温度。10)所有采掘工作面的瓦斯检查。低瓦斯矿井每班至少2次，高瓦斯矿井每班至少检查3次;采掘工作面CO2浓度每班至少检查2次;对有发火危险的工作面每班瓦检员至少检查三次CO2浓度和温度，对可能涌出或可能积聚CH4或CO2的巷道和所有机电设备的硐室，每班至少3次，对瓦斯特殊涌出地点，必须有专人经常检查瓦斯。11)所有检查地点均应悬挂瓦斯牌板，挂牌位置规定如下：采掘工作面进、回风工作面50米范围内;掘进工作面局部扇风机处和回风处;有机电设备的永久性临时的硐室外;矿井技术负责人确定的其他地196、点。12)每次检查瓦斯结果，都必须记入瓦斯检查手册和检查地点的记录牌板上，并通知现场的工作人员。瓦斯检查手册、瓦斯检查牌板、瓦斯检查班报必须“三对口”，当瓦斯超过煤矿安全规程的有关规定时，瓦斯检查员有权责令在场人员停止工作。并撤到安全地点。13)瓦期检查员必须严格执行“一炮三检制”。采掘工作面和其它地点必须做到无瓦斯超限作业，无空班漏检假检，无瓦斯积聚。若发生瓦斯超限、积聚，必须立即停止工作，及进处理。放炮后，炮烟未排除，瓦斯未检查前，任何人不准进入工作面。14)高瓦斯矿井掘进工作面必须实现“风电瓦电闭锁”，对临时停工地点不得停风，因故临时停风的地点，由所客区域瓦斯员负责撤出人员。断切电源，设197、置栅栏，揭示警标，任何人不准随意进入栅栏内和停风区域内，若停风地点CH4和CO2超过3%不能及时处理，必须在24小时内封闭，瓦检员在恢复通风检查瓦斯时逐步深入检查，瓦检员不得进入瓦斯浓度超过3%的停风区域。15)瓦斯排放必须严格按措施执行：井下临时停风地点CH4浓度低于1%时，由瓦检员负责直接恢复通风，临时停风地点瓦斯超过1%而低于3%时，由瓦检员和现场值班管理人员共同按如下程序进行处理，班组长按放炮站岗位置布置岗哨，并切断回风区域所有电源，由瓦检员指挥在局扇处撤断风筒限量送风排放CH4，但瓦检员必须检查汇合处的瓦斯浓度，保证不超过1%，确认瓦斯排放完好，方可恢复回风区域所有电源;凡停风区瓦斯198、超过3%，岩巷停风4小时，煤巷或半煤巷停风1小时以上的，瓦检员不得进入，设置栅栏，由矿生产技术人员编好措施，经矿安全技术负责人批准组织专职救护队员进行排放。16)采掘工作面严禁一次装药分次启爆，除岩巷和石门揭煤外严禁的反向装药，封泥长度要符合煤矿安全规程第82条规定。17)瓦检员对本班工作和安全隐患情况必须及时向矿汇报，瓦检员必须要在瓦检员手册上签字，出井后，填写好瓦斯班报，瓦斯报表交矿长审查签字，并对存在的问题提出处理意见。(2)安全设施的施工及安全装备的配置1)掘进工作面都必须设置反向风门，设在掘进头侧的风门应尽量施工在支护完好、围岩坚固、无积水、无拐弯的平巷内。正反向风门距头应不超过15199、0m。2)反向风门均采用厚度不小于50mm的单层木版制作，风门的横销不小于三根，其规格：宽厚不小于100100mm，长度要与风门宽度一致，每根横销处用角铁牢固(采用螺丝)联接。角铁长度不小于风门厚度500mm，并保证其两端都能搭接在风门框上，上下两端角铁均要用绞链与门框牢固联结。3)反向风门必须上铁板，铁板要掩盖门板，距门边不大于10mm铁板厚度不小于2mm，每块铁板用不小于四颗螺栓与门板联接，再用铁钉钉牢。4)每道反向门都必须有牢固的底坎。不过车的风门，其底坎要求在正反向风门关闭后能将其抵牢(底坎高于正反向风门100mm)。5)风筒孔必须设置逆止门(在折头侧)，逆止门要能全面掩盖风筒孔洞，并200、超过风筒孔洞不小于20mm，逆止门用厚度不小于20mm的木版加工，厚度不小于2mm的铁板用铁钉牢固联接而成，然后用绞链与墙体联接牢固。6)压风自救系统的安设：供风主管路必须设置牢固，要根据实际情况在主管路上设置油水分离器，其设置地点应在作业规程或施工措施中明确规定，支管可沿巷道底板敷设，其接头必须牢固可靠，(胶管与铁管连接处，铁管必须是梯形)，设置地点为人员易进入，压风自救袋下方无杂物，开关距自救袋最远不超过0.5m。掘进工作面碛头向外不超过50m设一组，每组68个，掘进的井巷中，每隔50100m处设置压风呼吸器，其数量每处为35个;回采工作面向外50m范围机巷、回风巷内各安设一组压风呼吸器，201、严重突出危险的工作面在机巷、回风巷内应每隔100150m安设一组压风呼吸器，其数量每处为35个。(3)防治煤尘管理安全技术措施1)矿长全面负责防尘工作，技术负责人直接领导防尘工作。矿应配有足够的兼职防尘人员，负责防尘工程的施工，粉尘的清扫(洗)、测定等。2)实行齐抓共管责任制。生产、机电、安全、通风等人员应有明确的防尘责任制。3)矿井每个水平、每个煤层都必须进行煤尘爆炸性鉴定。4)矿井必须采取综合防尘措施。即掘进工作面湿式打眼，使用水炮泥，冲洗巷帮和放炮喷雾;放炮前后洒水，净化风流等技术措施。5)井下任何地点不得有厚度超过2cm、连续长度大于5m的煤尘堆积和连续长度小于5m，体积大于0.5m3202、的煤尘堆积。6)防尘工程实行进度管理。计划的主要内容包括：所有的防尘管路、喷雾设施、冲洗(扫)积尘、测尘等，每月有完成情况总结。7)检查验收制度新水平、新采区、新工作面设计、施工、投产验收的同时要设计施工、验收防尘系统和防尘设施。8)定期对防、测尘人员进行培训，对接尘人员进行检查和宣传教育。9)防尘设施的安装及维护检查的有关规定：矿井必须建立完善防尘洒水系统，防尘系统必须做到水源可靠，有足够容量的专用水池。井下所有主要运输巷、主要回风巷、采区上、下山、回采工作面运输巷、风巷、掘进巷道应敷设防尘洒水管路、并每隔100m设置“三通”阀门式堵头。各转载点，主要进、回风，采区进、回风，回采工作面进、回203、风都要每隔100m设置一组净化水幕。净化水幕都必须使巷道全断面封闭，小于5m2的巷道每组喷嘴不少于2个。采煤工作面进、回风巷第一分支(合流点)20m范围内以及距工作面3050m范围内，掘进工作面出口距离回风20m和距工作面3050m范围内，均必须各设一组防潮地净化水幕。所有防尘洒喷雾装置和净化水幕都必须灵敏可靠，使用正常，防尘洒水管路做到铺设平直，不漏水。实行防尘设施分区域管理。矿井应定期对井下的防尘设施进行巡回检查，防尘人员每周至少进行一次，矿每月至少一次全面检查，并作好记录，发现问题要及时安排整改。10)粉尘清扫(洗)的有关规定各单位必须组织人员按计划对井巷道定期进行清扫，冲洗煤尘和大巷刷204、白等工作。主要运输大巷、石门，主要回风大巷、回风上山、回风石门，每半年必须进行一次煤尘清扫。采煤工作面运输巷道、回风巷、掘进(队施工)巷道，一季度必须进行一次灶尘清扫。巷道各处均以无煤尘堆积为准，否则必须缩短清扫周期。采煤班负责本采煤工作面、进、回风巷的煤尘清扫(洗)工作。掘进班负责本施工巷道的粉尘清扫(洗)工作。维修班主要负责回风大巷、回风上山及共它巷道的粉尘清扫(洗)工作。各班组按规定进行巷道的粉尘清扫工作，并作好记录，及时报矿部审核。11)测尘有关规定配备足够的测尘仪器、仪表。测尘仪表要定期维修与校正，测尘仪表由测尘员每旬检查维修、每月一小修，每半年一大修校正，并且有计量合格证，同时要有205、仪表维修记录。(4)“一通三防”应急预案1)发生事故后，立即切断灾区回风沿线的一切电源。同时，尽快联系矿山救护队赶赴现场并向主管部门报告。2)迅速准确地摸清灾情，及时处理或汇报，内容包括：爆炸地点及其波及范围;人员分布及其伤亡情况;通风情况(风量大小、风流方向、风门等通风构筑物的损坏情况);灾区瓦斯情况(瓦斯浓度、烟雾大小、一氧化碳浓度及它们的流向);是否发生了火灾;主要通风机工作情况(是否正常运转、防爆门是否被吹开?)。3)立即下达相应的命令：切断灾区电源;撤出灾区和可能影响的人员;向主管局汇报并召请救护队;成立抢救指挥部，制定救灾方案;保证主要通风机和空气压缩机正常运转;保证升降人员的井筒206、正常提升;清点井下人员、控制入井人员;矿山救护人员到矿后，按照救灾方案布置救护队抢救遇险人员、侦察灾情、扑灭火灾、恢复通风系统、防止再次爆炸;命令有关单位准备救灾物资，医院准备抢救伤员。4)选择最短的路线，以最快的速度到达遇险人员最多的地点进行侦察、抢救。其方法：一是沿回风方向进入灾区;二是沿进风方向进入灾区。选择哪条路线进入灾区，视其现场情况，尽量的选择进风方向，因为在空气新鲜的巷道中行进，对保持救护队的战斗力，减少队员体力消耗有利。如果爆炸后，进风巷巷道垮塌、冒顶和堵塞，一时难以清理、维修，也可沿回风巷方向进入灾区。但在回风巷中行进时，有烟雾和有毒气体的威胁，救护队员的行进速度较慢。可是，207、这一带往往也是遇险人员较集中的地点。5)迅速恢复灾区通风采取一切可能采取的措施。迅速恢复灾区通风，排除爆炸产生的烟雾和有毒气体，让新鲜空气不断供给灾区，是抢救遇险人员最有效的方法。但在恢复通风前，必须查明有无明火存在。否则，会再次引起爆炸。6)反风在紧急抢救遇险人员的特殊情况下，爆炸产生的大量有毒有害气体，严重威胁回风方向的工作人员时，在保证入风人员安全撤退的情况下，可考虑是否采用反风。7)清除灾区巷道的堵塞物瓦斯爆炸后产生冒顶，造成巷道堵塞，影响救护队员进行侦察抢救时，应侦察清理堵塞物的时间。若巷道堵塞严重，救护人员在短时间内不能清除时，应考虑其它能尽快恢复通风救人的可行办法，同时要恢复堵塞208、区外的通风，让不佩带呼吸器的人员能够参加此项工作。8)扑灭爆炸引起的火灾为了抢救遇险人员，防止事故蔓延和扩大，在灾区内发现火灾或残留火源，应立即扑灭。火势很大，一时难以扑灭时，应制止火势向遇险人员所在地点蔓延，特别是在火源地点附近有瓦斯聚积的盲峒，尤应千方百计防止火源蔓延到盲峒附近引起爆炸。待遇险人员全部救出后，再进行灭火工作。火区有遇险人员时，应全力灭火。火势特大，并有引起瓦斯爆炸危险，用直接灭火法不能扑灭并确认火区内遇险人员均已牺牲或无法救出活人时，可考虑先对火区进行封闭，控制火势，用综合灭火法灭火。待火区熄灭后，再找寻遇难人员的遗体。9)发生连继爆炸时，为了抢救遇险人员或封闭灾区，救护队209、指战员在紧急情况下，也可利用两次爆炸的间隔时间进行。但应严密监视通风和瓦斯情况并认真掌握连续爆炸中时间间隔的规律，考虑在灾区返往时间。间隔时间不允许时，不能进入灾区。否则，难以保证救护人员的自身安全。在抢救事故中，要防止扩大事故，增加伤亡。10)最先到达矿井的小队，担负抢救遇险人员和灾区的侦察任务。在煤尘大、烟雾浓的情况下进行侦察时，救护队员应沿巷道排成斜线波浪式前进。发现还有可能救活的遇险人员，应迅速救出灾区。发现确已牺牲的遇险人员，应标明位置，继续向前侦察。侦察时，除抢救遇险人员外，还应特别侦察火源、瓦斯以及爆炸点的情况，顶板冒落范围、支架、水管、电气设备、局部通风机、通风构筑物的位置、倒210、向，爆炸生成物的流动方向及其蔓延情况、灾区风量、风流方向、灾区气体成份等，并作好记录，供救灾指挥部研究全面抢救方案。11)恢复通风设施时，首先恢复主要的最容易恢复的通风设施。损坏严重，一时难以恢复的通风设施可用临时设施代替。恢复独头通风时，除将局部通风机安在新鲜空气之外，应按排放瓦斯的要求进行。12)人员自救处于灾区的人员要保持冷静，发生爆炸后立即背向着爆炸点方向，用湿润后的毛巾或衣物蒙住鼻子、面部，由现场的班长或有经验的老工人带领沿避灾路线撤出，撤出时要在沿途作上记号(如：扔下衣物、小型工具等)，以便于救护人员寻找。4、防治透水的安全技术措施及应急预案(1)防治透水的安全技术措施1)每年在雨211、季前定期清理矿井的主排水仓，使之保持能够容纳矿井8-10小时的正常涌水。2)疏通井上下排水沟，保持畅通无阻，水泵安装位置要比井底车场的底板高1-2米以上。3)在煤层露头线附近、明斜井要有防洪沟和防洪挡水墙。4)坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则，加强水文地质工作，增强预测预报能力。探放水的超前距离不得小于20m。5)穿透水征兆煤壁、巷帮变湿挂汗，并出现水珠，形成滴水或流水;煤壁发潮发暗;穿透水点附近空气变冷或忽冷忽热，瓦斯涌出量增大空气变冷、裂隙或炮眼中出现臭味、流出乳白色或棕黄色物质等;顶板来压，顶板淋水加大或底板鼓起并渗水;钻孔卡钻、抵钻，涌水沿钻杆流出或喷出;有水叫声，212、如“吱吱声”或“嘶嘶声”，或是空硐泄水声。(2)防治透水的应急预案1)打眼时如遇眼子来水应停止打眼，并禁止拔出钻杆，利用各条巷道预先储备的防水材料，设法加强支护，堵住出水点，防止出水点爆开，防止事故继续扩大，同时报告井口值班室。2)接到报告后，必须立即组织人员、材料入井救人抗灾。指定专人组织撤出灾区人员，另派人查看水情，及时关闭有关的防水闸门。并同时切断灾区电源，撤出可能撤出的电气设备，根据不同的涌水点采取阻水措施和导水措施，保护未淹区域的供电排水设备。3)穿透水地点人员在撤退的同时，应尽量设法通知下部作业人员和其它人员撤离。4)如果情况危急，来势很猛，应避开水头，由现场熟悉巷道情况的人员带领213、，迅速撤到有安全出口的高处巷道直至撤到地面。5)如有人员被堵在没有出口的上山独头，遇难人员应保持镇静，避免体力过度消耗，等待救援。6)人员避灾路线应按作业规程或防治水措施中规定的路线撤离。7)井下排水设备最大开机排水，保证正常运转，尽快排除灾区积水。8)救护人员赶到现场后，应首先急救人员，撤离灾区，然后向指挥长汇报灾情，请示下一步的命令。9)必须保持排水设备不被淹没，其中，当水和泥砂威胁到泵房安全时，在下部水平人员撤出后，应将水和泥砂引入下部巷道。10)水灾后的恢复工作当水量有限时采取直接排干法;当涌水量特别大时先堵截水源再行排水。恢复时应：加强瓦斯检查;杜绝火源及失爆产生;防止片帮冒顶;携带214、自救器与呼吸器5、机电管理的安全技术措施及应急预案(1)机电管理的安全技术措施矿设专职的设备管理员，负责对防爆设备进行管理和日常维护检修工作。建立相应的台帐、卡片、牌板。井下防爆电气设备入井前，必须由防爆检查员对其防爆性能进行检查，经过检查，符合防爆质量要求的电气设备方准入井。电器设备调运至安装地点后，要先对其外观和防爆性能进行检查，确认完好无损，性能符合要求后才准安装使用。安装完毕后，要组织有关员对安装工程质量进行检查验收。设备的安装、连接、敷设，必须符合规程要求，保证其防爆性能良好。井下更换下来的防爆设备，必须及时回收出井，以防锈蚀、损坏和丢失。及时填写设备回收帐册。发现设备失爆，就立即更215、换，严禁带电检修和搬迁设备。使用中的防爆电气设备的防爆性能每月应检查一次。井下供电应做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。(2)防治机电事故的应急预案1)发生机电事故，首先切断电源，最后恢复抢修设备。2)如有人员伤亡应及时护送伤员出井并报告。3)如对电器设备有损坏应及时通知机电人员恢复。5、防治顶板事故的安全技术措施及应急预案(1)防治顶板事故的安全技术措施1)放炮后，掘进工作面或巷道中冒顶片邦时，必须等冒落停止后按由外向里的原则进行检查与支护。2)采煤工作面冒顶时，人员必须选择有支架，有通道的地方躲避与撤退。3)冒顶事故埋压电缆电器设备时，先切断电源，等冒落稳定再接近检查与216、处理，并同时报告井口值班室。4)采面顶板或掘进巷道大面积来压时，人员必须及时撤出，不能在采面躲避，冒落稳定后必须采取特殊措施后方能清理支护，并同时报告井口值班室。5)当冒落顶板砸伤人员时，同行人员在冒落稳定后才能进入冒落区救护伤员，并同时掺好护身支柱，及时报告井口值班室。6)处理松散煤体垮塌时，还必须有瓦检员现场跟班检查瓦斯。(2)防治顶板事故的应急预案1)迅速查明冒顶范围，被堵、被压的人数和位置。2)迅速恢复冒顶区的正常通风，如暂时不能恢复时，应利用钢管向被压、堵截的人员输送新鲜空气。3)处理中，必须始终坚持由外向里加强支护，防止二次冒顶。必要时，开掘通向遇难人员输送新鲜空气。4)处理大面积217、冒顶时，应根据现场情况，制定专门措施。6、防治放炮事故的安全技术措施及应急预案(1)防治放炮事故的安全技术措施1)放炮员必须将炸药、雷管分别运送和存放，严禁乱扔乱放，雷管、炸药必须分别放在顶板完好，支架完整，无淋水，避开电气设备地方，放炮时，必须将炸药、雷管放在警戒线以外的安全地点，并布置好警戒。2)装药前要切断除风机以外的一切电源，严禁边打眼边装药，引药包应按需要制作。3)瞎炮应按有关规定当班处理完毕，因联线不良，可重新联线放炮，若其它情况，在距起爆15min后仍未爆炸，则在离瞎炮30cm以外，必须平行于瞎炮，重新打眼、装药，重新按放炮规定进行爆破。特殊情况下，不能处理，必须将瞎炮情况(深度218、方向、位置等)准确无误地交给下一班，严禁在残眼内继续钻眼，手扯脚线或用风管吹瞎炮。4)当使用放炮器启爆，而工作面的爆破器材未起爆时，严禁连续多次扭动放炮器钥匙，等15min后必须查明原因，重新检查瓦斯不超限后，再进行放炮工作，放炮地点应设在距工作面大于200米以外的地点，放炮前必须由当班管理清点人数，布置警戒，负责站岗的人员在未得到当班管理通知时，严禁擅自离岗或提前撤除警戒，每次放炮前，管理人员必须在所有可能进入放炮地点或回风侧可能影响的作业地点的通道上设置警戒。5)采取分次装药分次放炮，即先放煤炮，严格按照煤炭掏完后，才能放岩炮的顺序进行。6)必须加强局部通风管理，保证供给工作面足够风量，219、合理选择风机位置，杜绝产生循环风，必须坚持“一炮三检查”、“三人联锁放炮制”和瓦斯检查签字制度。7)严格执行爆破物品的领退制度。井下现场要配齐炸药箱、雷管箱，做到分开存放并上锁。炸药箱、雷管箱相距5m以上，且在避开电器设备的安全地点。没有用完的管、药应及时退回库房。8)放炮器由放炮员专管，放炮员必须随身携带放炮器的钥匙，不得转交他人。9)爆破母线使用铜芯放炮线，爆破结束后收好，即随挂随用，严禁铺设永久性放炮线。10)爆破后，通风30分钟，由安检员、瓦检员、放炮员三人对工作面进行全面检查处理后，才准进行下一步作业。7、加强提升、运输管理、防止跑车事故的安全技术措施及应急预案(1)提升、运输管理的220、安全技术措施化矿井提升、运输安全管理，坚持“安全第一，预防为主”的方针，每月召开一次职工会议，学习煤矿安全规程、党的方针政策。每月对提升、运输设备进行一次例行的维护检修，保证其正常动转，严禁提升、运输设备带病运行，严禁超速、超挂运行。绞车工必须穿工作服，扎紧袖口，精力集中，谨慎操作，不得擅自离岗，行车时不准与他人交谈。绞车工操作前必须检查工作地点的支护，基础累栓有无松动、变位，工作闸和离合闸状况，钢丝绳、操作按钮、电机、信号等有无异常，如有异常必须先处理后工作。推车前，应认真巡视路线，检查轨道级道岔，清除沿途障碍保证线路畅通无阻。轨道工应加强轨道维修，轨距为600mm，左右偏差不大于10mm，221、道接关间隙小于5mm，高差小于2mm。斜井口必须安设灵活可靠的阻车器，并保持正常使用，凡不使用者处罚510元。斜坡提升坚持“行车不行人、行人不行车”提升的原则。(2)提升、运输应急预案1)到达事故地点后，首先应检查钢绳是否绷紧和损坏，插销、碰头、链钩是否完好，如有问题应先采取防止矿车下滑的措施后再进行其它工作。2)如有人员伤亡应及时护送伤员出井并报告。3)如对电器设备有损坏应及时通知机电人员恢复。4)最后恢复轨道及挡车器，清理杂物。5)如遇触电及电器损坏事故应先断电，再救人，最后恢复抢修设备。8、其它安全技术措施及应急预案(1)井巷贯通的安全技术措施1)井巷贯通必须有专门的经矿技术负责人批准的222、贯通措施，其内容包括组织措施和安全技术措施两大部分，安全技术措施主要内容应包括防治瓦斯、通风系统调整、放炮管理、防止冒顶和透水等内容。2)掘进巷道距贯通点20m前，测量人员必须书面向矿技术负责人报告，同时向矿值班室、生产、安全员、施班组下达通知书，只准一个头继续施工;通风组必须事先做好调整通风系统的准备工作。3)井巷贯通的全过程必须由主管掘进的副矿长全面指挥，测量人员绘制贯通图于矿值班室，并每天将进度、碛头位置在贯通图上标注填绘，每小班由施班组现场管理人员汇报当班进度，矿值班室准确掌握贯通距离，并向分管掘进副矿长汇报，向生产、通风、安监、施班组通报。4)贯通时施工班组和通风负责人、现场管理人员223、(或技术负责人)必须亲临现场指挥、安监员要在现场监督，确保安全、准确贯通，贯通后通风负责人立即按措施调整通风系统，保证有足够风量，瓦斯浓度在1%以下，通风设施可靠，通风系统稳定后方可撤岗、送电、恢复工作。(2)启封、排放瓦斯的安全技术措施1)对停电停风的掘进工作面，恢复通风时，通风部门必须编制专门的排放瓦斯措施，经调度、机运、安监、救护、施工区队汇审后，矿技术负责人批准后方可执行。2)临时停风后瓦斯检查员按操作规程检查瓦斯，认定沼气浓度不超过3%时，由当班瓦斯检查员和施工班组现场管理人员按矿统一制定的3%以下排放独头瓦斯的规定进行瓦斯排放工作。3)凡停风区内沼气浓度超过3%、启封密闭(不包括已224、熄灭的火区密闭)的瓦斯排放工作，由兼职救护队员负责实施，矿技术负责人或通风负责人任总指挥亲自在矿值班室指挥，通风负责人任现场指挥、安监员现场监督排放措施执行情况和排放情况。4)排放瓦斯现场必须遵守下列规定：局扇与第一合流点之间风筒设三通，利用三通严格控制送入独头内的风量;由救护队派专人在第一合流点检查瓦斯浓度并指挥三通地点专门放风的救护队员，调节送入独头风量，确保第一合流点沼气浓度不超过1.5%。现场指挥必须按排放瓦斯专门措施规定的岗哨地点亲自布岗，排放完毕亲自撤岗。要有专门的停送电负责人，按排放措施规定的停电范围、按现场指挥的指令，进行停送电工作，确保排放瓦斯期间独头、回风及影响区域内没有电225、源。排放瓦斯完毕，由救护队现场负责人步步深入对独头内的气体进行全面检查，确认无瓦斯积聚、无瓦斯超限后向现场指挥汇报;再由现场指挥对独头及回风进行全面检查，确认无瓦斯超限、无积聚、通风设施完好，通风系统正常后向矿调度室总指挥汇报，总指挥确认排放工作全面结束后方可撤岗、送电，局扇移交瓦斯检查员管理，恢复正常工作。(3)监测监控的安全技术措施1)各矿必须配备一定人员负责监测装置的安装、调试、使用、维护、管理工作。监测人员都必须经过专门培训、考试合格由局发给合格证后，方可上岗独立工作;人员要保持相对稳定，调动要征得总工程同意。地面监测人员要做到连续观察监视瓦斯滥测情况，发现有瓦斯超限和急剧变化、关机或226、不显示等情况，立即向矿调度和通风汇报，查找原因处理直至恢复正常监测。2)矿必须首先满足瓦斯传感器安设的需要并在此基础上开发环境监测和生产监测功能。3)凡安装瓦斯监测装置的地点，必须在作业规程或安全技术措施中对传感器安设的种类、数量、位置、主机、动力开关的安设地点、报警值、断电值、断电范围、复电值等作出明确规定，并绘制系统图，建立维护使用人员责任制，报矿总工程师批准。4)装置必须按产品使用说明书的要求在入井前，经达48小时通电运行，调试合格后方可下井安装使用，严禁不合格的仪器下井使用。井下装置每7-10天必须进行一次调校，各传感器的显示值、报警值、断电值、复电值、断电范围等应符合规定;调校时应携227、带瓦斯自配气样和空气样进行校正。调校完毕后必须认真填写记录。光学瓦斯检定器，进班前瓦斯检查员进行检查，严禁不合格的下井使用，矿要定期进行调校。跟班瓦斯检查员每小班对所管区域内的传感器用光学瓦检器校核三次，发现误差大于0.2%或监测装置工作不正常要立即汇报到通风调度，立即派人处理。(4)防治粉尘的安全技术措施1)井下防尘管道和洒水喷雾装置不得随意拆除、停开，否则追究作业队长和当事人责任。2)按规定设齐主要运输巷、主要回巷、采掘工作面进回风巷，每隔100米设置三通、阀门，皮带运输机巷，每隔50米必须设置三通、阀门，以供清洗巷道及防灭火使用。按规定设齐采掘工作面进回风巷的净化水幕和各转载点、放煤点洒228、水防尘装置，工作面放炮、割煤、运煤时保证正常使用。矿要有定期冲尘扫尘制度，根据巷道性质规定冲尘、扫尘时间，按期冲尘、扫尘，并作好原始记录，防止煤尘堆积和煤尘飞扬。3)采掘工作面严禁干打眼，要使用好炮泥和放炮喷雾装置;掘进头放炮后要冲洗巷邦，装岩前向煤堆洒水，防止粉尘飞扬，采掘工作面进回风巷按质量标准化规定设置全断面水幕。4)隔爆设施生产矿井每一个新水平、新采区的各个可采煤层都要进行一次煤尘爆炸性鉴定，并按鉴定结果进行管理。隔爆水袋要实行挂牌管理，牌板标明：地点、水袋区长度、水量、水袋数量、巷道断面等参数，经常检查，保持水袋完好和规定的水量。(5)雨季“三防”救灾措施及救援预案1)建立雨季“三防229、”组织机构2)“三防”措施A、“三防”时间为：每年6月至10月B、在每月25日前，组织人员对井上、下的“三防”设施进行一次全面排查，对排查出的安全隐患必须定方案、定措施、定人员、定资金、定时间进行整改。C、设置专人不定期的对地面排水沟渠、涵洞、井下水沟、水仓进行清理和维护，确保其畅通。D、对井下排水设备进行一次全面检查和联合排水试验，确保工作水泵、备用水泵、检修水泵以及管路和附属设施能正常工作。E、对煤矿的相关建筑物、特别是炸药库房的避雷设施，要经常检查，对地电阻值要进行测试，保证出现雷雨时建筑物不被雷电击坏。F、对进入井下的轨道，必须在井口设置一段防雷电的绝缘轨道;所有入井管路在井口处有不少230、于两处的可靠接地。G、井上、下建立“防汛”观测站，指定专人每天24小时进行观测，发现异常情况立即采取措施，并按程序汇报。H、加强雨季“三防”工作措施的贯彻学习，提高全体员工的雨季防汛意识。I、加强“三防”工作的监督检查，确保“三防”工作落到实处。J、加强“三防”设施的施工质量检查，确保设施质量达到要求。K、加强“三防”设备的检查和维护，确保设备的完好。L、加强“三防”及救灾队队员的管理，严禁出现“三防”险情后措施不到位。指挥部经常保持与仁怀市矿山救护队的联系，确保紧急时专业救护队员能及时赶到。M、每一个作业点必须由现场管理人员现场跟班作业。R、严格执行入井检身登记制度，作业人员在上班前必须参加231、班前会，班前会主持人员必须针对作业现场的具体情况，交待清楚作业地点的安全注意事项和工作情况，作好交接班。S、加强雨季“三防”工作的领导，每天必须有一名矿级领导24小时值班。T、加强电气设备管理，杜绝任意停送电，确保排水设备的正常运转;坚持使用供电系统的“三大保护”，并且要求灵敏可靠。U、“三防”领导小组成员及救灾队队员必须24小时待令。3)加强“三防”物资储备、管理、调配A、加强“三防”工程物资储备煤矿地面库房必须准备编制袋2000个，备用水泵两台，柴油800升，水泥5吨，石粉5吨，“三防”工具每种不低于规定。B、加强“三防”物资管理矿井的雨季“三防”物资由许家富进行统一管理，任何人不得动用，232、确保出现灾害时能及时排上用场。煤矿每旬必须组织人员对“三防”物资进行清理和检查。C、加强“三防”物资调配煤矿的“三防”物资由专人统一负责调配，各单位必须严格服从“三防”物资调配指令，不得推委扯皮，矿井的“三防”物资调配过程中，职工要积极配合。4)预防性检查建立“三防”巡查制度，坚持每天对“三防”工程进行巡查，并作好记录，建立“三防”隐患排查、整改制度，以便将隐患消灭在萌芽状态中，矿每旬将自查及整改情况以书面方式上报主管部门。5)突发性救灾A、灾害事故发生后，矿长、矿井“三防”事故领导小组成员及救护队队员在得到通知后必须立即赶到现场，成立临时灾害事故处置领导小组，制定初步的安全措施，有序实施初步233、的抢救。在上级有关部门和领导到达矿成立事故抢险救灾领导小组之后，听从事故抢险救灾领导小组的统一指挥、服从安排，正确进行抢险救灾工作。B、坚持“以人为本、先抢救受伤人员，后再处理事故、灭灾治灾”的原则，减少人员伤亡。同时采取多种形式而又行之有效的技术安全措施制止事故蔓延扩大，防止在事故现场发生第二次灾害事故，造成人员的二次损伤。C、迅速安排人员在灾害事故现场设置警戒线，防止其他人员误入灾害事故现场，同时撤出事故灾区内的所有人员，禁止非抢险救灾人员进入井下。D、在事故抢险救灾领导小组的指导下，根据事故现场的实际情况和发生灾害事故的具体情况，正确编制抢险救灾的施救技术措施，并按照该措施准确实施抢救，234、严禁违章冒险、盲目蛮干。E、在灾害事故现场参加事故抢险救灾的所有抢险救灾人员必须按照事故抢险救灾领导小组编制抢险救灾的施救技术措施进行抢险救灾工作，同时必须服从事故抢险救灾领导小组和现场施救小组领导的安排和指挥;而且必须按照抢险救灾的施救技术措施规定的任务各司其职、各尽其责，保证事故抢险救灾工作的顺利进行。F、按照抢险救灾技术措施消除事故现场的危险和安全隐患，保护好事故现场，并按规定程序上报有关部门。H、发生事故后通知程序事故地点现场带班的管理人员撤离人员到安全的地方地面调度值班员矿领导班子上级有关部门 组织有关人员进行救灾抢险6)救灾评估A、事故抢险救灾结束后，必须对事故按照“四不放过”(事235、故的原因未查清不放过、防范措施未得到落实不放过、事故责任者未受到处罚不过放、事故责任者和其他人员未受教育不过放)的原则进行处理。建立事故追查、分析、处理善后等的工作制度。B、对事故造成的人员伤害、财产损失进行评估，并做好评估报告。C、对灾害事故的救援方案进行评估。第五部分 项目建设手续(复印件)1、采矿许可证、煤矿安全生产许可证、煤炭生产许可证、矿长资格证、矿长安全资格证、工商营业执照2、发改能源【2006】352号文3、川发改能源【2006】87号文4、川经煤炭函2008471号文5、川煤监函【2008】140号文6、川经煤炭函【2008】1095号文7、川经信煤炭函【2011】190号文8236、川经信煤炭函【2010】446号文9、 川经信煤炭函【2010】1360号文10、川煤监审批【2011】51号文11、矿井主要设备的检验报告(监控、空压机、供电系统、主扇风机)12、煤矿已自建有救护队证明文件或与具有资质的矿山救护队签定的救护协议及辅助救护队文件13、煤炭自燃发火倾向性等级鉴定报告14、煤尘爆炸性鉴定报告15、煤与瓦斯突出鉴定报告16、叙永煤矿2009年度瓦斯等级鉴定报告第六部分：联合试运转配置人员资质数量1、所有管理人员的资质证复印件2、所有技术人员的资质证复印件3、所有特种作业人员的资质证复印件第七部分：叙永煤矿矿井各系统生产能力1、采掘系统矿井移交两个水平，(+780m237、水平和+930m水平)、两个采区(S12采区与S21采区)、三个采煤工作面(C20煤层S12204综采工作面与C19煤层S12193及S21195炮采工作面)和五个掘进工作面(一个综掘工作面、四个炮掘机装工作面)，达到45万t/a的设计生产能力，采用走向长壁采煤法，液压支架或单体液压支柱支护，全部垮落法控制采空区顶板，“两采一准”作业方式。综采工作面长80m，开采C20煤层，煤层实际厚度0.8m，装备MT-140/330-BWD型双滚筒采煤机落煤，工作面生产能力23.6万t/a，两个炮采工作面长度均为120米，开采C19煤层，煤层平均厚度为1.1米，两个炮采工作面合计生产能力为22.8万t/a238、。经计算矿井采掘系统生产能力为46.6万t/a。2、通风系统矿井按煤与瓦斯突出、煤层不易自燃、煤尘无爆炸危险性设计。投产移交的S12和S21采区经抚顺煤科院鉴定无煤与瓦斯突出危险性。矿井采用中央边界式通风方式、抽出式通风方法。在+1116.375m回风斜井安装两台FBCDZ-8-23()型隔爆对旋轴流式通风机，配套电机功率2185kW。实测矿井总进风量5100m3/min，总回风量5300m3/min。矿井通风系统稳定可靠，各采掘工作面通风系统独立完整，配备风量满足要求，测定主要通风机静压1218Pa;矿井等积孔2.89m2，矿井通风容易。经计算，矿井通风能力为57.2万t/a。3、矿井提升运239、输系统矿井集中运输斜巷和S12采区运输上山均采用DT80/20/45N型带式输送机运输，配套电机功率45 kW，运输能力35万t/a。矿井S21和S12采区轨道上山均铺设22kg/m钢轨，采用矿用提升绞车牵引1t固定式矿车串车提升。S21采区轨道上山斜长532m，倾角20，采用一台JTB1.61.2/24型矿用提升绞车，配套电机功率110kw;S12采区轨道上山斜长482m，倾角16，利用一台 JTB1.21.2/24型矿用提升绞车，配套电机功率75kw。主平硐铺30kg/m钢轨、水平运输大巷均铺设22kg/m钢轨。主平硐采用5台CTL8/6GB蓄电池机车牵引1t固定式矿车运输;+930m水平240、运输大巷采用两台CDXT-8(J)防爆特殊性蓄电池机车牵引1t固定式矿车运输，经计算矿井运输能力54.0万t/a。4、矿井供电系统矿井采用双回路供电，两回供电电源来自西湖110kV变电站不同母线段，其中一回路供电电压为10kV，供电线路为LGJ-3185型架空线;另一回供电电压为35kV，供电线路为LGJ-370型架空线。地面主变电所内安装主变压器两台，一台为S10-2500/35/6.3型，另一台为S10-2500/10/6.3型，6kV母线采用单母线分段结线。井下采用6KV双回路电缆供电，主要通风机房、压风机房、瓦斯抽采站、井下变电所等均采用双回路供电。经计算，供电线路供电能力为69.88241、万t/a，变压器供电能力为85.8万t/a，矿井供电能力为69.88万t/a。5、矿井排水系统矿井正常涌水量30m3/h，最大涌水量40m3/h。矿井移交生产时为平硐上山开采，无机械排水设备。主平硐和水平运输大巷水沟为500500，坡度3。各采掘工作面和巷道涌水自流入主平硐水沟排至地面。经计算，矿井排水能力为59.4万t/a。6、地面生产系统矿井原煤出井人工摘钩后进入翻车机将原煤卸入原煤缓冲仓，通过原煤缓冲仓下给煤机送入原煤皮带机运至筛分楼，原煤经筛分和手选后，分别进入块煤仓和混煤仓装车外运。矸石出井后进入矸石翻车机卸入矸石堆放场。矿井地面原煤储装运系统、排矸系统、工业建筑及行政、公共建筑设施符合设计要求。经计算，矿井地面生产系统能力为66.5万t/a。