煤矿生产系统技术改造方案（102页）.docx

1、宜良县煤矿生产系统技术改造方案2012年2月 目 录前 言1一、概况1二、技改依据2三、技术改造设计指导思想2四、技术改造设计主要内容2五、矿井开拓方式3第一章 矿井概况及地质特征5第一节 矿井概况5第二节 地质特征8第三节 开采技术条件15第二章 矿井开拓25第一节 井田境界及储量25第二节 矿井生产能力及服务年限27第三节 矿井开拓技改方案27第四节 主要巷道布置29第五节 大巷运输及设备29第三章 采区布置和采煤方法31第一节 采区布置31第二节 采煤方法31第三节 采区生产系统33第四节 巷道掘进34第五节 矿井建设工期36第四章 通风与安全38第一节 概况38第二节 矿井通风39第五

2、章 主要设备选型55第一节 提升设备55第二节 主通风设备56第三节 空气压缩机设备选型56第六章 压风、防尘洒水、通讯系统59第一节 压风系统59第二节 洒水防尘和消防62第三节 矿井通信系统68第七章 供电69第一节 电源69第二节 地面供电69第三节 井下供电70第五节 矿井防雷接地72第六节 照明、信号72第八章 矿井安全监测监控74第九章 环境保护76第十章 矿井技术改造的主要安全措施78第一节 组织措施78第三节 主要灾害预防及措施79第四节 施工安全技术措施83第十一章 投资估算及预期效果91第一节 投资估算91第二节 预期效果96第三节 存在问题及建议97第四节 主要技术经济指

3、标99前 言一、概况1、 宜良县宰格煤矿位于云南省宜良县城区337方向，平距约23.5km，公路里程约50km，交通较便利。矿区行政区划隶属昆明市阳宗海风景名胜区汤池街道办事处宰格社区居委会管辖。矿区地理坐标介于东经10306251030652，北纬250336250352之间。矿区距昆石干线公路约10km，有简易公路与矿山相连，距南昆铁路宜良大荒田火车站公路里程约55km。2、矿区总体为一单斜构造，倾向315，倾角2537，区内有落差大于30m以上的断层三条，对矿区开采影响较大，矿区内地质条件中等复杂。区内稳定可采煤层（K1、K2、K3）3层，全部可采，储量：经核实煤矿占有资源储量140.4

4、1万吨，2006年至2008年8月底已采损煤层资源量4.73万吨， 2009至2011年7月底已采损煤层资源量28.88万吨，保有资源量50.8万吨。3、企业性质及建矿时间宜良县宰格煤矿为私营企业，于1990年开工建设，于2003年正式投入生产，采用平硐开拓分区式通风，设计规模3万吨年，核定生产能力4万吨/年，批准开采K1、K2、K3煤层，现开采K2煤层。4、根据云南省煤炭资源整合工作领导小组文件（云煤整合【2008】12号）的要求，宰格煤矿是单独保留矿井，矿区范围由4个拐点圈定，面积0.2538km2，开采深度由2020米至1500米标高。因原生产系统简陋，通风系统紊乱，依靠人工背煤凑合生产

5、、工艺原始落后，安全隐患突出。为改变这一现状，充分合理开发利用剩余煤炭资源，优化巷道布置，提高矿井安全保障能力，延长矿井服务年限，进一步提高煤矿企业经济效益，业主委托我单位编制了该矿技术改造设计方案。二、技改依据1、宜良县宰格煤矿矿井技术改造方案设计委托书；2、矿井瓦斯等级鉴定证书、煤尘爆炸性鉴定报告、煤层自燃倾向性鉴定报告；3、云南省煤炭资源整合工作领导小组文件，云煤整合200812号；4、昆明市宜良县煤炭资源整合方案评审意见；5、宜良县宰格煤矿采矿许可证复印件，证号：5300002009081120031734；6、昆明市国土资源局“云南省宜良县宰格煤矿资源储量核实报告矿产资源储量评审备案

6、证明”，昆国土资储备字200919号；7、中国有色金属工业昆明勘察设计研究院2008年10月提交的云南省宜良县宰格煤矿资源储量核实报告；8、宜良县煤炭行业管理局关于宜良县宰格煤矿建设专用回风井申请的批复（宜煤复【2009】12号文件）；9、煤矿建设安全规范AQ1083-2011；10、煤矿现有实测资料。三、技术改造设计指导思想针对宜良县宰格煤矿矿井地质、开采技术条件及矿区范围，为适应行业发展需要，充分合理开发利用煤炭资源，淘汰落后生产力，提高产业集中度，延长矿井服务年限，坚持安全、高效、优质、和谐的开发原则，对井下布置尽量做到：原有利用、布局合理、系统完善、环节畅通、安全可靠、工程量少、工期短

7、。四、技术改造设计主要内容1、专用回风井井筒1822水平至1755米水平，断面4.1m2为8.4 m2，并延伸至1693米水平，全断面进行锚喷支护或砌碹翻拱。2、在距主提升井井口北55米处另设主风井、但要与主井平行、坡度一至的井筒沿深到1822水平至1736水平，斜长为203.5米，断面为7.5 m2，坡度为-250。全断面进行锚喷支护，设置人行梯步。3、于主通风井1736水平甩车落平向南延伸100米形成总回风井，断面为7.5 m2，坡度为3%0。全断面进行锚喷支护。4、于主提升井1736水平处甩车落平开掘长度为100米，断面为5.77 m2材料运输绕道与南翼总回风巷沟通。全断面进行锚喷支护。

8、5、改造北翼1755水平运输巷，淘汰木支护，全部采用工字钢支护。6、改造电力系统、排水系统、压风自救系统、监控系统、供水施救系统、提升系统、通风系统等。五、矿井开拓方式（一）煤矿煤炭资源储量现状：根据矿方介绍，北翼原平硐开采的1822水平以上K1、k2、k3煤层已全部采完，1822水平以下有完整的块段。南翼1755水平以上K2煤层已全部采完，范围内的K1、K3受到不同程度的破坏，没有条件再对此范围内的K1、K3煤层进行设计开采。由上可知，矿界内主要剩余煤炭资源为：1、 北翼1755水平以上的部分K1、K2、K3煤层。2、 南北两翼1755水平以下K1、K2、K3煤层有完整块段，此次技改主要针对

9、这部分资源进行布置开采。（二）开拓方式：矿井拟采用片盘斜井开拓方式，划分为三个水平，六个采区，1755水平以上为一水平，划为1、2采区，采用斜井开拓开采；1755至1736水平为二水平，划为3、4采区，采用斜井开拓开采；1736至1693水平为三水平，划为5、6采区，采用斜井开拓开采。技改后设计井口数目为2个，即主提升井、主通风井。新的系统形成后，密闭原平硐及原总回风井。第一章 矿井概况及地质特征第一节 矿井概况一、 交通位置宰格煤矿位于云南省宜良县城区337方向，平距约23.5km，公路里程约50km，交通较便利。矿区行政区划隶属昆明市阳宗海风景名胜区汤池街道办事处宰格社区居委会管辖。矿区地

10、理坐标介于东经10306251030652，北纬250336250352之间。矿区距昆石干线公路约10km，有简易公路与矿山相连，距南昆铁路宜良大荒田火车站公路里程约55km。宰格煤矿交通位置见图1-1-1。二、 地形地貌矿区地处滇东盆地山原区之滇东南岩溶湖盆及山原亚区的北部，宜良-狗街南北向长形陷落宽谷盆地北端西侧。地形山峦起伏，沟谷纵横，地貌属中山、中切割地貌，山脉呈南北向展布，次级山脉呈东西向分布，地势总体西高东低，最高点为煤矿区中部的山顶，海拔标高+1970m，最低点为矿界2号点附近，海拔标高+1795m，地形切割相对高差175m。三、 水文气象矿区内气候属亚热带高原季风气候，具有冬短

11、无严寒，夏长无酷热，干湿季分明的气候特点。每年雨季集中在510月，11月次年4月为旱季。年均气温16，夏季最高气温33.7，冬季最低气温1，最冷月均气温8，最热月均气温21.7。据云南省宜良县气象局提供的气象资料：19712003年，33年间年平均降雨量为736.71162.1mm，其中雨季降雨量592.6945mm，占年降雨量的81.3%，雨季期间日均降雨量为80mm，最大日降雨量126mm，最长连续降雨天数18天。年平均相对湿度76%，全年主导风向为南风，风频为18%，年平均风速2.12.5m/s。宰格煤矿图111 宰格煤矿交通位置图四、 地震矿区位于川滇北构造带的小江活动带，夹持于普渡河

12、断裂与小江深大断裂之间。据云南省区域地质志，小江活动带的东盘处于不断下降状态，西盘处于不断上升之中，形变率为0.62mm/a；据此认为矿区所处地块处于不断上升之中。据关于抗震设防有关烈度的通知(云建抗1993第44号)，矿区地震基本烈度为九度区，矿山工程设施应按照九度进行设防。按表层地壳结构与岩土力学性质、深部地壳结构构造与深断裂、地块升降与现今地壳活动速率、断裂及其活动性、现今地应力与能量集中程度、主要内动力地质灾害等六项指标进行的定量化分区，矿区及两侧区域地壳稳定性属不稳定区。五、 河流矿区最大的地表水体为南盘江的四级支流石头坡小溪、五七井小溪，一般无流水，仅在雨季期间有短时地表径流，旱季

13、矿坑水排入五七井小溪，偶测流量8m3/d，流入东部的东瓜塘溪流。六、 经济概况近年来，随着改革开放的深入，宜良县工农业发展很快。地方企业蓬勃发展，主要有磷肥厂、化肥厂、钢铁厂、砖厂、砂厂、水泥厂、石场等，此类厂矿或多或少都需用煤，因此宜良煤炭工业发展较为迅速，在国民经济中的地位日趋突出，为地方的支柱产业之一。区内居民以汉族为主，有少数苗族、彝族等，均从事农业生产，由于山高坡陡，耕地面积少，富余劳动力充足。农作物以玉米为主，次为马铃薯、小麦、玉米、荞麦和少量水稻，经济作物以烤烟为主，少量核桃。该区高压电网纵横交错。宜良县所有乡镇、办事处、村公所均已开通程控电话，中国移动、中国联通、中国电信均在该

14、区开通移动电话。因此矿区电力、通讯较为便利。七、 矿井生产现状宰格煤矿目前设计年产量3万吨，核定生产能力年产4万吨，采用斜井、平硐开拓及石门联系，分期采煤，机械通风、排水，爆破或风镐落煤，绞车提升。开采K2煤层，井下工程地质现象主要表现为底鼓、片帮、托层、顶棚与支柱变形或折断。煤矿主斜井井口标高1873m，回风井口标高1852.13m。采煤方法为手镐或放炮落煤，人工装载。运输方式：水平运输巷为人力矿车，斜井为绞车提升。通风系统由主提升斜井进风经水平运输大巷新鲜风流清洗工作面后由总回风巷风井引风硐排除地面；矿井已实现全负压通风，掘进工作面采用局扇供风。目前只生产原煤，未对原煤进行深加工利用。对共

15、、半生矿产由于品位低，亦未加以综合利用。第二节 地质特征一、地质构造（一）地层区域构造位置处于扬子准地台，康滇台背斜和滇东台褶带之间。区域变质基底为昆阳群，盖层分布有震旦系，古生界、中生界和新生界（表1-2-1）。（二）构造区域经历多次构造运动，不但对古地理、火成岩活动产生深远的影响，也留下了规模不等、方向不一、性质各异的构造形迹褶皱和断裂。明良向斜为本区主要构造，分布于禾杨村石灰窑至罗荣庄老猴街一带，轴线方向30020，南部没入第三系岩层中，北部没入冲积层中，褶皱影响到第三系湖积层以前之所有岩层。对矿区有影响的主要为矿区东侧南北向构造麦冲断裂，断裂北起黎花庄，向南经麦冲进入邻区，区内长达28

16、km。在构造部位上，发生在太平山向斜轴部以东附近，并产生宽约100150m以下的断层角砾岩，角砾由灰岩、白云岩表1-2-1 区域地层及地质特征简表界系统（组）代号岩 性新生界第四系全新统Q残坡积砂、砾、粘土和碎石。古生界二叠系上统峨嵋山组P2斑状、杏仁状玄武岩，粗玄岩夹玄武岩下统茅口组P1m条带状、虎斑状灰岩、白云质灰岩、白云岩栖霞组P1q倒石头组P1d泥灰岩与白云岩互层石炭系中上统C2+3灰岩下统大塘组C1d灰岩、含燧石结核灰岩、砂岩、页岩、硅质岩、铝土质页岩夹煤层泥盆系中统海口组D2h灰岩、页岩、砂岩曲靖组D2q灰岩、白云岩志留系中上统S2-3灰岩、白云岩、页岩等奥陶系下统红石崖组O1h砂

17、岩、页岩汤池组O1t页岩、砂岩寒武系中统双龙潭组2s白云岩、页岩陡坡寺组2d粉砂岩、页岩、白云岩下统龙王庙组1l白云岩夹粉砂岩沧浪铺组1c泥质页岩、白云质粉砂岩夹薄层砂岩筇竹寺组1q页岩夹砂岩渔户村组1y泥质白云岩、粉砂岩元古界震旦系上统灯影组Zbdn白云岩、灰岩陡山沱组Zbd砂岩、砾岩南沱组Zbn砾岩、粉砂岩、页岩下统澄江组Zac岩屑砂岩组成，大小仅数厘米，部分地区产生糜棱岩状岩石。该断裂东侧的下古生界向西冲覆于西侧的上古生界之上，断面倾角7080。该断裂就是由一些长短不一的南北向断层组成的，该断裂既控制了中、新生代盆地的分布又切过它们。新构造时期活动性大，著名的汤池温泉即出现在断裂带上，麦

18、冲以南的热水河利亦有温泉出露；另据地震记录，东川、嵩明、华宁是历史上多次地震的震中，与此活动性的断裂密切相关。二、煤层与煤质（一）矿区范围共划分出K1 、K2、K3三个煤层。（二）煤层特征1、K1 煤层：暗淡至半亮型煤，沥青光泽，平坦状断口，硬度低，节理较发育，结构疏松。 厚0.200.65m或尖灭，分布不稳定，且厚度较小，不可采。2、K2 煤层：半亮型煤，似金属光泽，硬度低，参差状断口，节理较发育，加微压易成碎块和粉状，局部结构较紧密，性较硬，光泽暗淡。厚2.004.00m，平均厚2.91m，一般见02层夹矸，夹矸为泥岩，一般厚0.080.27m。C2煤层分布较稳定，是矿区的可采煤层。3、K

19、3 煤层：暗淡至半亮型煤，沥青光泽，平坦状断口，局部夹镜煤条带，硬度低，节理较发育，局部结构较紧密，性较硬，光泽暗淡，厚0.100.65m或尖灭，分布不稳定，且厚度小，不可采。（三）可采煤层矿区内可采煤层为K2 煤层，其余煤层K1 、K3分布不稳定，且厚度较小，不可采。K2 煤层主要特征简述如下：K2煤层：煤层出露于该矿区东边，走向215，倾角30。顶板为薄中厚层状浅灰白色细砂岩。底板为黑褐色、杂色砂质页岩，有植物化石碎块，局部为黑色页岩。K2 煤层厚2.004.00m，平均厚2.91m，一般见02层夹矸，夹矸为泥岩，一般厚0.080.27m。K2煤层分布较稳定，是矿区的可采煤层。（四）煤质特

20、征1、煤的宏观物理性质K2 煤层，半亮型煤，似金属光泽，硬度低，参差状断口，节理较发育，加微压易成碎块和粉状，局部结构较紧密，性较硬，光泽暗淡。2、煤的微观煤岩特征据1955年云南省地质局五七队三分队编制的云南省宜良县地质普查报告资料；煤岩分子：（1）镜煤：有强的光泽，参差状断口，较硬，有垂直裂纹，呈片状，成分多于50%。（2）亮煤：光泽较强，硬度次，平整状断口，成分较少。（3）暗煤至丝炭：光泽暗淡，硬度低，疏松，呈粉末状，成分少于50%。三、化学性质及工艺性能（一）化学性质1、水分（Mad）宰格煤矿原煤水分0.351.65，平均值1.05；浮煤0.601.98，平均值1.36。2、灰分（Ad

21、）原煤灰分在23.8631.57%之间，平均28.37%，属中灰分煤。3、挥发分（Vdaf）C2煤层浮煤挥发分在12.2314.12%之间，平均为13.12%。属低挥发分煤。4、全硫（St.d）硫分原煤全硫（St.d）含量1.031.54%，平均含量1.25%，属中硫煤。浮煤全硫含量相对原煤有所降低，一般降低0.180.30%，说明煤中硫是以有机硫为主，不易脱选。5、磷（Pd）原煤磷含量介于0.0140.032%之间，属低磷煤。6、干燥基低位发热量（Qnet，d）C2煤层原煤干燥基低位发热量22.9626.32MJ/kg，平均24.37MJ/kg，属中热值煤。发热量与灰分呈明显反比关系，即灰分

22、高，发热量低；灰分低，发热量高。7、胶质层指数C2煤层浮煤胶质层指数X：2145mm，平均33mm；Y：1420mm，平均17mm。8、粘结指数（GRI）宰格煤矿浮煤粘结指数3450，平均值42。9、煤类及牌号根据化验结果及中国煤炭分类标准，宰格煤矿K2煤层所产煤为瘦煤（SM）。矿区K2煤层为中灰、低挥发分、中硫、中热值煤，煤类为瘦煤，数码为14（SM14）。煤质质量指标符合当前国家对动力用煤的要求。故初步确定矿区产出煤可作发电和一般锅炉等燃料。见煤质综合成果总表（表1-2-2）。表1-2-2 K2煤层煤质综合成果表测试指标工 业 分 析全硫发 热 量胶质层指数粘结指数（GRI）煤类Mad（%

23、）Ad（%）Vdaf（%）St，d（%）Qgr，ad（MJ/kg）Qnet，d（MJ/kg）X（mm）Y（mm）原煤1.05（5）28.37（5）1.25（5）24.66（5）24.37（5）SM（14）浮煤1.36（5）21.92（5）13.12（5）1.05（5）31.10（5）30.56（5）21-4533（2）14-2017（2）34-5042（2）注：本表煤样指标数据由宰格煤矿提供。第三节 开采技术条件一、 工程地质条件（一） 工程地质岩组矿区未做过岩石工程地质勘察工作，现将与矿床开采有关的工程地质岩组简述如下：1、中石炭统威宁组(C2w)软弱-半坚硬岩组：岩性主要为杂色铝土页岩及棕

24、黄色砂质页岩，层次不清。裂隙较发育，裂隙一般被钙充填，抗风化能力弱，多形成平缓的山坡，属软弱-半坚硬岩组，对煤层开采影响不大。2、下石炭统大塘组上司段(C1ds)坚硬岩组：上部为灰、灰白色致密石灰岩，底部为绿红等色泥质灰岩及砂岩，含有方解石细脉。该岩组致密坚硬，抵抗风化侵蚀能力强，可作建筑材料。本岩层(组)对开采影响不大。3、下石炭统大塘组万寿山段(C1dw)软硬相间岩组：为本区的含煤地层，岩性主要由灰色、黑褐色含云母的砂质页岩、页岩，含有植物化石碎片，黄白色、褐色石英质砂岩及煤组成，含煤3层。其间的石英质砂岩层致密坚硬，抵抗风化侵蚀能力强，属坚硬岩组；而砂质页岩、页岩多以薄层至中厚层状分布，

25、岩石以软弱为主。构成不等厚软硬相间的工程地质岩组，稳固性差。软硬相间的岩体组合使小断层及节理较为发育，因有数层软弱夹层，岩组总体稳固性差。该岩组为矿床围岩体，对矿床开采有直接影响。4、泥盆系中、上统(D2+3)软弱-半坚硬岩组：上部为黑色及棕绿色页岩，中夹少许薄层泥质灰岩，及豆状赤铁矿。中部为灰色及深灰色泥质灰岩，中夹有薄层页岩。下部为棕黄色及紫色含云母的砂岩及页岩。泥质灰岩较坚硬，稳固性较好。而页岩受地下水的作用，稳固性较差。该岩组位于煤系地层下部，对煤层开采影响不大。（二） 断层破碎带工程地质特征及对开采的影响矿区内断裂构造不发育，煤层在区内较稳定。总体上看，本矿区的构造对开采的影响不大。

26、（三） 生产矿井的工程地质特征从生产矿井调查分析，本矿区含煤地层主要为细砂岩、砂质页岩、页岩、石英质砂岩及煤组成，构成不等厚软硬相间的工程地质岩组，稳固性差。（四） 煤层顶板及井巷围岩稳固性评价矿区内可采煤层K2直接顶板为细砂岩，稳固性较好，但间接顶板为黑色、棕色页岩；底板为黑褐色、杂色砂质页岩，局部为黑色页岩，皆属软弱岩层，遇水易膨胀变形，巷道不易维护，不稳固。裂隙较发育处，破坏了岩层的完整性，各含、隔水层间发生水力联系，进一步降低岩层的稳固性，使岩体的工程质量降低，未来井巷底鼓、片帮、顶棚与支柱变形应存在，开采时应加强维护。（五） 工程地质类型对煤层开采影响较大的岩组为C1dw岩组，该岩组

27、属软硬相间岩组，岩性复杂，层状结构，岩体各向异性，强度变化大。岩体的稳固性主要取决于裂隙情况及软弱层面的分布，属第三类工程地质类型。（六） 综上所述，矿区地貌条件较简单，地层富水性较弱，地质构造简单。岩体中有软弱夹层，和断裂、裂隙影响岩体稳固性，巷道中局部地段易发生矿山工程地质问题。依据矿区水文地质工程地质勘探规范(GB12719-91)对矿区工程地质勘探类型的划分原则，矿区工程地质为以层状岩类为主的中等类型。二、水文地质条件1、地表水宜良县宰格煤矿所处区域水文地质单元为宜良狗街南北向长形陷落宽谷盆地北部边缘山地。矿区地形具有山峦起伏，沟谷纵横特点，属高原中山河谷侵蚀地貌类型。山脉呈南北向展布

28、，次级山脉呈东西向分布。地势总体西高东低，最高点为煤矿区中部山顶，海拔标高+1970m，最低点为矿界2号点附近，海拔标高+1795m，局部地形较陡。地形有利于地表水和地下水的排泄。地表植物以针叶林及混合林为主，植被稀少。矿区范围内无河流，溪谷不发育。19712003年，33年间的年降雨量为736.71162.1mm，其中雨季降雨量592.6945mm，占年降雨量的81.3%，雨季日均降雨量为80mm，最大日降雨量126mm，最长连续降雨天数18天。年平均相对湿度76%，全年主导风向为南风，风频为18%，年平均风速2.12.5m/s。矿区地形地貌及气候不利于地下水的补给，有利于地下水的排泄。地下

29、水主要靠大气降雨补给，以潜水的形式顺山势流向东南部。矿区最低侵蚀基准面为外围东南部，海拔标高约+1795m。2、地层含(隔)水性根据区域地层岩性及含(隔)水层初步分析，结合区域地层将本工作区其含水性简述如下：(1)第四系松散孔隙含水层(Q)：主要分布于矿区地表，岩性为粘土、粉质粘土， 对矿床开采后期有一定影响。(2)二叠系下统茅口组(P1m)溶隙、裂隙含水层：主要岩性为上部灰白色厚层状-块状隐晶-微粒灰岩、假鲕状灰岩；下部白色、浅灰色、局部浅红色块状细粒-中粒结晶白云岩、白云质灰岩等。该含水层距煤层较远，一般对矿床充水影响不大。(3)二叠系下统栖霞组(P1q)溶隙、裂隙含水层：主要岩性为上部灰

30、岩、假鲕状灰岩，下部白云岩、白云质灰岩等。该含水层距煤层较远，一般对矿床充水影响不大。(4)二叠系下统倒石头组(P1d)溶隙、裂隙含水层：主要岩性为泥灰岩与白云岩互层。该含水层距煤层较远，一般对矿床充水影响不大。(5)石炭系上统马平群(C3m)溶隙、裂隙含水层：主要岩性为上部灰白色、浅黄色灰岩、鲕状灰岩、下部白云岩等。该含水层距煤层较远，一般对矿床充水影响不大。(6)中石炭统威宁组(C2w)相对隔水层：岩性主要为杂色铝土页岩及棕黄色砂质页岩，层次不清。浅部风化裂隙发育，富水性相对较强 ，深部裂隙率减弱。该层可为矿床顶板良好隔水层。(7)下石炭统大塘组上司段(C1ds)溶隙、裂隙含水层：上部为灰

31、、灰白色致密石灰岩，底部为绿红等色泥质灰岩及砂岩，含有方解石细脉。裂隙率13%，少部分被泥质冲填，裂隙较发育。地下水类型为裂隙潜水，局部有弱承压性，水化学类型为HCO3-CaMg型水，地表未见泉点分布。该地层位于含煤段上部，距煤层较近，为矿井间接充水含水层，对矿床充水有一定的影响。(8)下石炭统大塘组万寿山段(C1dw)弱裂隙含水层：岩性主要由灰色、褐色、黑褐色砂质页岩、页岩、砂岩及煤组成。裂隙率13%，少部分被泥质冲填，裂隙上部发育，下部随深度的增加而减弱。地下水类型为裂隙潜水，水化学类型为HCO3-Ca MgNa型水，泉水流量一般0.32l/s，水温18。该层为含煤段，富水性弱，为矿井直接

32、充水含水层，对矿床充水有直接影响。(9)泥盆系中、上统(D2+3)弱裂隙含水层：上部为黑色及棕绿色页岩，中夹少许薄层泥质灰岩，及豆状赤铁矿。中部为灰色及深灰色泥质灰岩，中夹有薄层页岩，下部为棕黄色及紫色含云母的砂岩及页岩。该层含水性弱，对矿床充水影响不大。3、地表水对矿床开采的影响矿区内无大的地表水体，仅有些季节性支流沟谷小溪，根据对矿井的调查，每年510月份雨量充沛，山沟常有流水，属季节性地表水，是补给地下水的主要来源。裂隙是补给地下水的主要通道，因此区内充水方式主要以大气降水及浅部采空区来水。对矿体开采影响不大。4、老窑水文地质情况及对矿床充水的影响矿区沿煤层露头线多有老窑的采煤历史，大部

33、分属无规则的小业主、村民开采，开采技术原始落后，老窑的规模及延伸较小，巷道长度及延伸一般小于20m。主要为平硐开拓，自然排水，但部分老窑的暗斜井封存着一定的积水，数量数十方至数百方不等。若揭穿老窑，可形成老窑突水。因老窑历史较久远，洞口大部分已坍塌封闭，现已无法查清，开采浅部煤层时，当巷道遇有铁锈痕迹、迎头渗水及冷凝水滴壁等可疑现象时，应先探后采以防老窑突水。老窑(已封闭)在本次工作时，未见水流出。5、生产矿井水文地质情况及对矿床充水的影响矿区内有主斜井、主平硐及回风井三条井筒，储量核实工作对煤矿矿井的水文地质、工程地质特征进行了调查编录和资料收集。生产矿井水文地质调查详见表1-3-1。表1-

34、3-1 生产矿井水文地质调查一览表矿井名称位 置井筒顶底岩性排 水量m3/d调 查日 期XYZ顶 板底 板主斜井2773502.3334612291.79+1822.00细砂岩页岩人行平硐2773335.2534612296.11+1819.905细砂岩页岩104197回风斜井2773213.88534612171.600+1852.130细砂岩页岩宰格煤矿采用斜井、平硐开拓，主斜井井口位于矿区东部，掘进方向289O，斜井规格2.41.7m，掘进长180m。由井口至K2煤层见煤点，布置沿倾向穿层石门巷道。煤巷完整无水，裂隙发育处呈滴水、淋水状，底板渗水。通风井石门巷道总长约245.24m，标高

35、+1852.13+1770m，穿过的层位为C1dw裂隙弱含水层及煤系地层，岩性为砂质页岩，局部发育有裂隙溶孔。矿井总排水104197m3/d。变化系数1.89，水位降深162m，充水来源为顶板的滴水、淋水，采空冒落裂隙沟通地表水，大气降水和季节性小溪渗入，对矿井产生充水。现有生产矿井都为水泵排水，并疏干矿床浅部含水层。未来矿井开采水平若低于现生产矿井，则现生产矿井水将流向下水平的矿井，从而使上部呈疏干状态。若留保安煤柱，开采下水平，上部小矿井闭坑后未疏排，形成老窑采空区积水，则下水平开采矿坑成为头顶老窑积水开采，一旦薄弱处的保安煤柱溃塌，则闭坑水对矿坑可造成溃水事故。因此生产矿井对矿床充水有一

36、定的影响。6、地下水的补给、径流、排泄条件矿区总体为西高东低，地下水主要靠大气降水补给，降水通过渗透和裂隙通道补给地下水，地下水总体走向由西向东径流。该矿区自然条件有利于地表水的排泄。7、矿床充水因素分析根据核实区水文地质条件，生产矿井水文地质特征分析，矿坑充水因素有： (1)矿床直接充水含水层(C1dw)通过煤层顶、底板石门巷道对矿坑充水。(2)大气降水通过冒落裂隙带对矿坑的充水。(3)老窑积水、已封闭巷道及采空区积水等，矿坑连通或揭穿老窑、已封闭巷道及采空区对矿坑的充水。8、矿井涌水量预测根据矿区水文地质条件，利用该矿区矿井排水资料，采用水文地质比拟法计算。矿坑涌水量预算成果详见表1-3-

37、2。从上表可知：预测矿井正常涌水量为237 m3/d，最大涌水量为450m3/d。比拟法是采用生产矿井水文实际涌水量预测矿井未来涌水量，是建立在生产矿井水文地质编录及调查基础上，能正确反映矿井水文地质条件，代表性好。表1-3-2 矿坑涌水量预算成果表煤矿实际涌水量预测矿井水平标高(m)开采面积F(Km2)降深S(m)实际涌水量m3/d水平标高(m)开采面积F0(Km2)降深S0(m)预测涌水量m3/d变化系数+16560.089173162Q旱Q丰+16490.199268169值Q旱值Q丰1.901041972374509、矿区水文地质条件及类型矿区为构造侵蚀中山地貌，切割强烈，根据矿区所处

38、的地理位置，地形条件为西高东低的特点；地质构造简单；含煤地层岩性为页岩，地下水类型主要为裂隙水，其富水性普遍较弱，含水层主要补给源为大气降水渗透补给。区内老窑开采历史较长，各采空区、老窑封存有一定的积水，对矿床开采有一定影响。依据矿区水文地质工程地质勘探规范(GB12719-91)对矿区水文地质勘探类型的划分原则，本矿区水文地质类型属中等类型。三、环境地质条件宰格矿区位于山区，矿区内无民居房屋，植被稀少，地形切割较深，雨季沟表1-3-3 宰格煤矿区环境地质调查汇总表地质灾害采石场发生崩塌体放射性异常现阶段未发现矿区内有放射性异常及灾点地温据生产矿井调查资料区内无地温异常区大气环境污染煤矿开采，

39、煤层中的瓦斯作为有害气体排放，其主要成份CH4会破坏臭氧层，但因排放量小，危害小。水环境污染煤矿排水，水中含有少量H2s、磷、砷、煤、泥悬浮颗粒，对地表水有轻度污染。地表环境污染煤矿开采的废石、矸石堆放及废矸石在大气降水淋滤作用、氧化作用下分解出SO2、H2s、砷、硫、铁等有害成份，会对环境造成一定的污染。谷中常形成溪流，水土流失较为严重。地层以软弱-坚硬岩层为主，由于周边断裂构造破坏，岩体完整性较差，在地下水或地表水的软化作用下，岩石强度进一步降低，岩体稳定性变差，局部地段形成崩塌、滑坡。崩塌主要发生于地形陡峻处，一般规模小，影响范围不大。煤矿区环境地质调查汇总见表1-3-3。3、煤层及围岩

40、中有害组分含量及对环境的影响本矿井主采的K2煤层全硫含量为1.031.54%，平均含量为1.25%，属中等硫分煤，对环境有一定的影响；磷含量甚微，对环境污染影响不大。生产矿井及核实区内未发现有放射性异常、地温异常区，矿井开采有害元素主要为废石排放中含有黄铁矿、硫、砷、磷等元素，分解后污染环境。矿坑排水也含有一定的H2s、Fe、S、As及泥质颗粒，可对地表水选成一定的污染。4、矿床开采可能对环境的影响煤层开采采用走向壁式采煤法，全部陷落管理顶板，采区煤层工作面间一般不留保安煤柱。矿区大面积回采后，可能引起地面开裂、塌陷，引起地质环境的破坏。矿区地形切割深，坡度大，地表水下泻快，雨水形成的地表迳流

41、带走部分泥土，削蚀严重。地表水体在冒落裂隙带时可发生漏失。矿井生产过程中对环境有影响的主要因素为矿尘废渣。本矿井为地下井采，掘进时使用炸药有一定的矿尘排放，但矿井生产规模小，加之矿井采掘过程中有地下水流出，地下水溶解大部份矿尘，进入大气的矿尘较少，不会引起太大的污染。采掘过程中产生的废渣，目前分成两种方式处理，绝大部分用于采空区充填，少量运出地表，堆放在矿井固定的废物堆积场或修补公路用。另因区内煤层有一定硫、磷、砷等有害物质，其煤渣或矿渣长期堆放氧化对空气将造成一定污染，必须按规划有序堆放和处理。综上所述，本区曾有小煤窑开采，主要沿煤层露头开挖，开采深度一般不超过20m，始终未形成正规开采，但

42、造成了地表开裂，植被破坏，水土流失，老窑积水。矿区地表又已有多处地裂及塌陷，溪流受矿坑污染，水质变差，但区内无重大污染源，无热害，矿井开采可能会造成地下水水位下降、地表开裂等不良地质灾害现象。虽区域稳定性属不稳定地区，但无其它环境地质隐患，本区地质环境质量属中等。四、瓦斯、煤尘爆炸性、煤层自燃、地温1、瓦斯：2007年1月云南省煤炭工业局对宰格煤矿进行过瓦斯检测，检测结果为：最大相对瓦斯涌出量为4.030m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.28m3/min，最大相对二氧化碳涌出量为7.050m3/t，最大绝对二氧化碳涌出量为0.490m3/min，属低瓦斯矿井。随着开采深度的增加也可能瓦斯聚集，

43、在今后生产中仍需加强矿井瓦斯监测，同时加强矿井通风，确保安全生产。2、煤尘爆炸危险性：根据江西煤矿矿用安全产品检验中心2005年10月对该矿中煤层(K2煤层)+1700m水平掘进面煤样进行的煤尘爆炸性鉴定结论，火焰长度10mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为35%，鉴定结论为该煤样有煤尘爆炸性。3、煤层自燃倾向：据江西煤矿矿用安全产品检验中心2005年10月对该矿上煤层+1700m水平掘进面煤样进行的自燃倾向性鉴定结论，煤的吸氧量为0.56cm3/g，鉴定结论为该煤样自燃倾向性为属自燃煤层，在开采和运输过程中要加以防范。4、地温：核实区已生产多年，在开采过程中井下未见地温异常现象，本区属地温正常区。

44、第二章 矿井开拓第一节 井田境界及储量一、 井田境界宰格煤矿采矿许可证核定井田范围由4个拐点坐标圈定，井田走向长约0.300.75km，倾斜宽约0.350.50km，面积为0.2538km2，开采控制标高为+2020+1500m。井田范围拐点坐标见表2-1-1。表2-1-1 宰格煤矿井田范围拐点坐标表拐点XY拐点XY矿12773708.0034612444.00 矿32773200.0034611686.00 矿22773200.0034612274.00 矿42773662.0034611964.00 开采深度：+2020+1500m，矿区面积：0.2538km2二、储量（一）矿区内煤类为瘦

45、煤，煤层倾角一般2537，主采煤层为倾斜中厚煤层，按现行相关规范、规程要求，确定资源量估算的煤层最低可采厚度为0.70m，最高可采灰分(Ad)为40.0%，最高硫分(St，d)为3.0%，最低发热量(Qnet，d)为17.0MJ/kg。（二）资源、储量宰格煤矿储量核实报告提交并经评审通过截止2008年11月，矿权范围内保有煤炭资源、储量(122b+333)为53.0万t。其中：122b类储量为34.0万t、333类资源、储量为19.0万t。矿权范围内采空区注销煤炭资源、储量12.0万t。宰格煤矿地质资源储量汇总见表2-1-2。 表2-1-2 宰格煤矿地质资源/储量汇总表 单位：Kt煤层及编号本

46、次核实2005年核实报告增减数查明资源储量注销资源储量保有资源储量查明资源储量注销资源储量保有资源储量查明资源储量注销资源储量保有资源储量K2122b46.012.034.012.284.847.44+33.72+7.16+26.5633319.019.056.4256.42-37.42-37.42合计65.012.053.068.704.8463.86-3.70+7.16-10.86（三）计算方法及参数1、煤层厚度的确定：采用块段内各煤巷实测控制点厚度的平均值或相邻块段内各煤厚控制点平均厚度，各实测控制点采用厚度均剔除夹矸0.05的纯煤真厚度，同时包含0.05m的夹矸纯煤真厚度；2、块段平均

47、倾角：按块段内煤层底板等高线密度变化合理选定测点，用tga=高差/平距，然后取反三角函数求得煤层底板倾角，取算术平均值。3、体重：采用2005年中国冶金地质勘查工程总局昆明地质勘查院编制的储量核实报告中的体重值，K2煤层体重值为1.44t/m3。4、储量计算边界：该区采煤历史悠久，从现场调查访问，煤层埋深20m范围内已由老窑采空破坏，划为露头区域；采空区据宰格煤矿提供的生产地质资料及煤矿开采现状圈定圈定。5、资源储量类别划分：矿区经过多年开采，构造简单，煤层稳定，根据区内生产巷道及以往的地质勘查的实际控制程度，表明煤层的可靠程度较高，其可行性及经济意义较好，确认勘查类型属二类二型，井田范围资源

48、量划分为控制经济基础储量(122b)类及推断内蕴经济资源量(333)。确定各级资源量的工程密度如下：(1)控制经济基础储量(122b)：生产巷道圈定的块段，煤层厚度、结构及煤质变化情况已查明，其工业指标符合要求，煤层对比可靠，煤层较稳定，连续性已经确定，水、工、环地质条件已基本查明，未来矿井的开采是可行的，经济的。(2)推断内蕴经济资源量(333)：自122b块段边界之外按其150m外推圈定的资源量，煤层对比及煤层厚度基本可靠，煤质符合工业要求。第二节 矿井生产能力及服务年限一、 矿井工作制度矿井设计年工作制度为300d，每天“三八”制作业方式。二、矿井生产能力矿井生产能力为3Kt/a。矿井服

49、务年限为：T=Z可/KA=31.64/1.43=7.53（a）式中：T矿井服务年限，a； Z可矿井可采储量，31.64Kt； A矿井设计生产能力，3Kt/a； K储量备用系数，取K=1.4。通过上述计算矿井服务年限7.53a。根据煤矿生产巷道揭露情况，矿区范围内还有局部可采煤层，今后煤矿需进一步加强煤层的勘测工作，提高资源综合利用率，延长矿井服务年限。第三节 矿井开拓技改方案一、 矿井生产现状存在的问题1. 主提升井井筒断面过小且深度不够，所使用的8-11kg轨道小，无法满足生产能力需求；全巷为裸巷，安全隐患突出。2. 总回风井断面小且线路曲折，局部木支护，维护比较困难，通风系统不稳定，无正规

50、布置的回风上山，采煤作业点通风条件差，属微风作业。3. 现有的分区式通风无法满足采区开拓开采的通风需求。4. 监控、排水、提升、通风等系统设备选型落后，功率偏低，严重制约生产能力的提高。5.目前采用的采煤方法为“巷采”，此方法虽能适应本地区煤层赋存条件，但不属于正规采煤方法。6.工业广场狭小，基础设施建设差。7、供电形式为单回路供电，容量不足，高压端输入导线为25mm3裸铝线；低压端机电线路布置不合理。二、矿井技改方案的确定矿区范围由4个拐点坐标圈定，井田走向长约0.300.75km，倾斜宽约0.350.50km，面积为0.2538km2，开采控制标高为+2020+1500m。为多年开采的老矿

51、井，工业广场狭小，地面基础建设差，可以利用的设施较少。本着优化矿井各大生产系统，规范开采工艺、强化安全、提高工效。针对矿井资源储量分布特点、煤层赋存条件、地面条件及生产矿井现状，矿井开拓方案如下：方案：开拓方式为片盘斜井开拓，通风方式为中央并列抽出式，井口数量为二个，即主提升井（改造专用回风井扩巷），主通风井（改造主平硐）。主提升井井口坐标:X=2773269.397，Y=34612245.323，Z=2074.758，方位角=290o，倾角=-25o；主通风井井口坐标:X=2773311.502，Y=34612264.362，Z=2074.851，方位角=290o，倾角=-25o。矿井开拓方

52、式为片盘斜井开拓，划分三个水平，布置六个采区。由一个生产系统保证矿井3Kt/a生产能力。详见宜良县宰格煤矿矿井开拓方式及采区布置平面图。三、井筒数量及功能1.井筒数量：主提升井（改造原专用回风井扩巷）、主通风井（改造原主平硐）2个。详见：井筒特征表2-2-1 井 筒 特 征 表 表231名称（项目）主提升井主通风井井口坐标（m）纬距X2773269.3972773311.502经距Y34612245.32334612264.362标高Z2074.7582074.851井筒出井方位角（o）290o290o井筒倾角（o）-25o-25o井筒斜长（m）300270井筒净断面（m2）8.47.5支护方

53、式锚杆锚杆材料树脂树脂运输设备JTP1.21.0JT（B）0.60.5W第四节 主要巷道布置一、 主要巷道布置专用回风井2074水平至2010水平，全长164m断面由4.1m2改扩为8.4m2；井筒以-25o倾角延伸至1948水平，改造后的井筒用作主提升井。在主平硐井口位置开掘一条与主提升井相平行、倾角为-25o、方位角为290o、断面为7.5m2的巷道用作主通风井，高程由2074.8水平至1960水平，井筒长270m。在主通风井井筒1991水平处向南翼开掘一条断面为7.5m2、长度为220m的水平大巷用作总回风井。第五节 大巷运输及设备主提升井运输大巷运输采用JTP1.21.0绞车提升。矿车

54、型号：矿车选用MF0.756型翻斗式矿车。矿车数量：20辆。材料车按矿车总数的10配备2辆。运输巷铺设15kg/m钢轨。附：矿车规格特征表2-5-1 矿 车 规 格 特 征 表 表2-5-1矿车类型容积m3载重kg外型尺寸（mm）长宽高轨距（mm）轴距（mm）自重kg数量（辆）矿车M0.75-60.759001700900105060050052020材料车MC1-6A1200200088011506005504942第三章 采区布置和采煤方法第一节 采区布置根据矿区剩余煤炭资源分布情况，可划分为三个水平，六个采区。一期工程为2010水平以上划分为北翼一采区（101）、南翼二采区（102），布

55、置上山开采，作为矿井首采区。二期工程布置在1930至2010水平，北翼划分为三采区（201），南翼为四采区（202），于1930水平运输巷穿正石门沿K2煤层开掘上山联络巷与1991水平回风巷沟通，形成采区生产系统。三期工程为1860至1930水平，北翼划分为五采区（301），南翼为六采区（302），于1860水平运输巷石门揭穿K2煤层，沿K2煤层布置回风上山，从而形成新的采区生产系统。第三节 采煤方法一、采煤方法1、本矿井主采的K2煤层倾角为2537，一般为32，煤层厚2.004.00m，平均采高约2.91m，属倾斜中厚煤层。主采煤层直接顶板为细砂岩，稳固性较好，间接顶板为黑色、棕色页岩；底板

56、为黑褐色、杂色砂质页岩，局部为黑色页岩，皆属软弱岩层，遇水易膨胀变形，巷道不易维护，不稳固。煤层结构简单，根据煤层赋存情况，设计推荐采用走向长壁采煤法，爆破落煤，全部垮落法管理顶板。本矿开采原明良煤矿停采后的的残煤，建议业主在煤矿开采过程中，根据不同煤层情况，报请相关主管部门批准备案后，在确保两个安全出口的情况下，积极实验采用更加合适的采煤方法。2、支护形式采面用DZ30-25/110Q外注式单体液压支柱配HDJB-800绞接顶梁进行支护，上下顺槽加强支护采用DZ22-25/100Q型支柱；单体液压支柱由地面液压泵站供液，配RB-80/200型乳化液泵2台，RX-640型乳化液箱1台。工作面采

57、用单体液压支柱配铰接顶梁支护，工作面顶板管理方式为全部垮落法，采用“三、五”排控顶，最小控顶距2.6m，最大控顶距4.2m，放顶步距1.6m。特殊支护为密柱和木垛，遇煤层底板条件较差时，需根据实际情况对支柱“穿鞋”。煤层倾角较大，工作面应采取防支柱倾倒措施。二、采区及工作面回采率矿井开采煤层均为极薄煤层至中厚煤层，采区回采率：薄煤层85，中厚煤层80；工作面回采率：薄煤层90，中厚煤层85。三、采煤工作面机械配备投产时采煤工作面机械配备见表3-2-1。采煤工作面设备配备表序号名称型号功率（KW）数量（台）采煤备用小计1煤电钻MZ-121.22132回柱绞车JH-87.81123发爆器MFB-1

58、002244风镐G10224四、工作面生产能力投产时，采煤工作面布置在一采区K2、K3煤层中，开切眼布置在北翼边界，煤巷上山与上回风沟通，形成采区生产系统，以满足矿井3Kt/a的生产能力，接替工作面布置在一采区K3煤层中。在一采区K2煤层布置走向长壁炮采工作面，即1102采煤工作面。区段垂高为26m，区段斜长为50m，工作面斜长为70m；工作面循环进度取1.0m，年工作天数取300d，年正规循环率取40%，计算得采面年推进度为120m，采煤工作面生产能力根据下述公式计算： A = lmLC式中：A采煤工作面生产能力，万t/a；l采煤工作面长度，本设计为70m；m采煤工作面采高，平均为2.91m

59、；L采煤工作面年推进度，本设计为120m/a；煤层体重值，1.44t/m3；C采煤工作面回采率，据煤层厚度取95%，一个工作面生产能力：A=702.911201.440.95=3.52万t/a；矿井采煤工作面产量为3.52万t/a，一个掘进工作面出煤量按采煤工作面的5%考虑，则矿井年产量为3.70万t/a，本矿井一个采面、一个掘进面生产能够达到3.0万t/a的设计生产能力。五、工作面接替在同一个采区内，上层煤上区段下煤层上区段上煤层二区段下煤层二区段，如此循环接替回采，1101工作面的接替工作面为1102工作面。第四节 采区生产系统一、 运煤系统1101工作面2010水平运输巷1#煤仓主提升井

60、运输大巷地面储煤场。二、运矸系统掘进迎头的矸石1991水平材料运输绕道主提升井运输大巷地面排矸场。三、运料系统各种材料或设备经主主提升井提升井运输大巷1991水平材料运输绕道用料工作面。四、排水系统主提升井掘进迎头水机1950水平临时水仓2010水平主水仓主水机经主提升井运输大巷排水管道排至地面。五、通风系统新鲜风主提升井运输大巷1991水平材料运输绕道1991水平总回风巷主通风井1#风机抽出地面。第四节 巷道掘进 一、井巷工程量矿井技改投产时，井巷工程量为1450m。详见井巷工程量表（表3-4-1）。二、巷道掘进机械配备半煤岩巷的掘进要求分掘、分装、分运；煤巷掘进尽量卧底不破顶，以利巷道维护

61、。掘进工作面的局扇风机应实行“三专”供电，装设风电闭锁，瓦斯电闭锁。每个掘进工作面机械配备：1.煤电钻 MZ-12 1台2.气腿式凿岩机 ZY28 2台3.风镐 G10 2台4.局扇 YBT62-2 2台5.耙斗式装岩机 P-30（B） 1台6.挖掘式装岩机 ZWY-120/55L 1台7.探水钻GLC2-1.3型 1台三、矿井采掘比例关系、万吨掘进率、矸石率矿井技改生产时，投产工作面为K2煤层1101工作面，为保证正常的采掘关系，共安排二个掘进迎头准备接替工作面，矿井采掘比例为1:2，布置102运输掘进迎头、102回风巷掘进迎头。矿井矸石率按年产量的35计算，为1.05Kt/a，万吨掘进率为

62、302m。四、巷道支护据关于抗震设防有关烈度的通知及中国地震动参数区划图，矿区地震基本烈度为九度区，矿山工程设施应按照九度进行设防。故主提升井、主通风井井口至坚硬岩石之间，必须采用钢筋混凝土支护，且碹体向坚硬岩内至少延伸5m。根据各类巷道的用途、服务年限、围岩性质等条件，选择断面形状及支护材料，服务年限较长的巷道采用砌碹、锚喷支护，其他巷道金属棚支护。井筒、水平运输大巷、车场、主要石门、硐室（泵房、机电硐室）、水仓等由于服务时间长，采用直墙半圆拱断面、砌碹支护。五、投产时矿井三量及可采期开拓煤量 31.64Kt可采期7.53a准备煤量 5Kt可采期1.67a回采煤量 0.8Kt 采期3个月井

63、巷 工 程 量 表序号巷道名称技术特征断面（m2）单位工程量（m）单价合价掘净岩巷半煤巷煤巷一井筒457.6481主提升井锚喷8.48.4m23005800174.02主通风井锚喷7.57.5m22705600151.23总回风巷锚喷7.57.5m22205600123.24引风道及安全出口砌碹、钢混7.57.5m24023129.248二采区巷道274.41一采区运输平巷工字钢支护3.83.8m2220420092.42一采区回风上山工字钢支护3.83.8m2200420084.03二采区材料绕道二采区材料绕道锚喷5.85.8m21005600564二采区回风上山工字钢支护3.83.8m21

64、00420042.0合 计610540300732.048二、 矿井建设工期矿井技改投产时，需完成井巷工程量1450m，其中原有利用的为180m，需新掘的有940m。施工中各类巷道掘进进度参照煤矿建设安全规范（AQ1083-2011）、煤炭工业小型矿井设计规范GB50399-2006，结合本矿实际，分别采用下列指标：斜井（岩巷） 40m/月岩石巷道（平巷） 60m/月半煤巷（斜巷） 60m/月半煤巷（平巷） 80m/月煤巷（斜巷） 120m/月矿井技改阶段共安排三个掘进队施工，预计建井施工期8个月，安装试运转15天，共计8个月零15天。附：井巷工程量进度表序号工程项目2012年0310月巷道掘

65、进工程进度（m）0304050607080910小计1主提升井井筒扩巷、延伸86756346303002主通风机井筒掘进工程828464402703总回风巷掘进工程6674802204一采区运输平巷掘进工程7672722205二采区材料绕道掘进工程60401006一采区回风上山掘进工程6369682007二采区回风上山掘进工程58421008引风道及安全出口4040合计1450第五章 通风与安全第一节 概况一、 概况1、瓦斯：该煤矿2011年1月矿井瓦斯等级鉴定结果，最大相对瓦斯涌出量为5.42m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.34m3/min，最大相对二氧化碳涌出量为7.81m3/t，最大绝

66、对二氧化碳涌出量为0.49m3/min，属低瓦斯矿井。随着开采深度的增加也可能瓦斯聚集，在今后生产中仍需加强矿井瓦斯监测，同时加强矿井通风，确保安全生产。2、煤尘爆炸危险性：根据江西煤矿矿用安全产品检验中心2005年10月对该矿中煤层(C2煤层)+1700m水平掘进面煤样进行的煤尘爆炸性鉴定结论，火焰长度10mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为35%，鉴定结论为该煤样有煤尘爆炸性。3、煤层自燃倾向：据江西煤矿矿用安全产品检验中心2005年10月对该矿上煤层+1700m水平掘进面煤样进行的自燃倾向性鉴定结论，煤的吸氧量为0.56cm3/g，鉴定结论为该煤样自燃倾向性为属自燃煤层，在开采和运输过程中要加

67、以防范。4、地温：核实区已生产多年，在开采过程中井下未见地温异常现象，本区属地温正常区。二、瓦斯涌出量预测本技术改造方案按两个采区、一个采煤工作面生产，两个掘进工作面掘进，矿井通风能力按15Ka/a考虑，矿井瓦斯涌出量的依照2012年1月瓦斯等级鉴定结果进行预测。（一） 矿井瓦斯涌出量1、 矿井相对瓦斯涌出量为（瓦斯等级鉴定结果）：q相CH4=5.42m3/t2、矿井绝对瓦斯涌出量为：q绝CH4=0.34m3/min（二）采区瓦斯涌出量由于矿井技改首期工程只布置一个采区开采，因此采区瓦斯涌出量与矿井瓦斯涌出量相同,即q区相=5.42 m3/t q区绝=0.34m3/min根据矿井采区布置，本次

68、技改方案按两个采煤工作面和两个掘进工作面设计，因此，采煤工作面瓦斯涌出量加上掘进工作面及其他巷道的瓦斯涌出量即等于矿井瓦斯涌出量。（二） 采煤工作面绝对瓦斯涌出量根据统计资料，采煤工作面和采空区的绝对瓦斯涌出量占矿井绝对瓦斯涌出总量的8085，掘进工作面占1520。故q采绝= q绝CH480=0.3480=0.272 m3/min（三） 掘进工作面绝对瓦斯涌出量q掘绝= q绝CH420=0.3420=0.068 m3/min第二节 矿井通风一、 通风系统从开采技术条件、开拓方式、采区巷道布置两掘一采情况等因素考虑，矿井采用分区式通风，主提升井进风，在2010水平新鲜风流中安设YBT62-2型局

69、扇一台为主提升井掘进迎头供风，风流通过2010水平运输巷，经总回风上山抽出地面。一采区采煤工作面，采用“U”通风方式：即新鲜风流从主平硐进入2010水平运输巷采煤工作面总回风井上山抽出地面。在主平硐井口布置一台FBD5./25.5型局部通风机，专为主通风井掘进迎头供风。详见：通风系统示意图。二、矿井风量计算（一）按井下同时工作的最多人数计算Q矿井=4NK矿通=4281.25=140 m3/min式中：N井下同时工作的最多人数，取28人 K矿通风量备用系数，取K=1.254以人数为单位的供风标准，m3/min（二）按井下用风地点实际需要风量计算1.采煤工作面实际需风量按瓦斯涌出量计算Q采=100

70、q采绝K采通 =1000.2721.7=46.24 m3/min其中：q采绝采煤工作面瓦斯绝对涌出量，0.272 m3/minK采通采煤工作面瓦斯涌出不均衡等备用系数，取1.7按采煤工作面温度计算设计工作面平均长度为62m，工作面进风流气温按2023oC计，工作面相应风速为1.01.5m/s。Q采=60V采S采 =601.03.6=216 m3/min式中:V采回采工作面适宜风速，1.0m/s S采回采工作面平均断面积，取3.6m2按采煤工作面同时工作最多人数计算Q采=4N=414=56 m3/min式中：N采煤工作面同时工作最多人数，取14人按一次放炮最多炸药量计算Q=25A =254=10

71、0 m3/min式中：A采煤工作面一次放炮最多炸药量，取4kg按工作面风速验算工作面最低风速的风量：Q采15S采=153.6=54 m3/min工作面最高风速的风量：每个回采工作面最高风量Q采240S采=2403.6=864 m3/min通过以上计算：取其中最大值为采煤工作面实际需要风量：采煤工作面需风量为216 m3/min。（m） 掘进工作面需风量按瓦斯或(二氧化碳)涌出量计算：Q掘=100 q掘绝K掘通=1000.0681.8=12.24 m3/min式中：Q掘掘进工作面需风量，m3/min；Q瓦掘掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的绝对涌出量，0.068 m3/min；K掘进掘进工作

72、面瓦斯涌出不均衡系数1.52.0，取1.8；按局部通风机实际吸风量计算；掘进工作面选用YBT62-2型轴流局部通风机供风，风机功率5.5kw，风机的吸风量为90186 m3/min。为了保证局部通风机不吸循环风，防止局部通风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚，局部通风机所安放的巷道中的风量，除保证局部通风机的吸风量外，还应保证其吸入口至掘进工作面回风巷道口之间的最低风速为0.15m/s。Q掘=Q局Ii（0.1560）S =110.4197.5 =177.9 m3/min式中：Q局局部通风机实际吸风量，按风机吸风量的80计算，Q局=13880=110.4 m3/mi

73、n；Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数；S巷道断面为7.5m2。按掘进工作面同时作业人数计算：Q掘=4NK =451.35 =27 m3/min式中：N掘进工作面最多人数，5人K风量备用系数，取1.35按掘进工作面炸药量计算：Q掘=25A掘 =256=256=150 m3/min式中：A掘一次爆破炸药量最大用量，6kg。按风速进行验算V掘=Q掘/（60S掘） =150/（607.5） =0.33m/s即：0.25m/sV掘4m/s式中：S掘掘进工作面的断面积，7.5m2。经计算，一个掘进工作面的实际需风量为150 m3/min，两个掘进工作面共计300 m3/min。2、 硐室需要风量井下

74、有一个机电硐室，配风60m3/min。3、 其他需要风量按以上风量的5计算如下：Q其他=（Q采Q掘Q硐）5Q其他=（216 30060）5=28.8 m3/min4、 矿井总风量为：Q矿=（Q采Q掘Q硐Q其他）K矿通 =（2161506028.8）1.15 =523.02 m3/min8.72m3/s通过上述计算，需风量8.72 m3/s。此风量实为一采区需风量。由于本矿在一采区布置工作面时，还需在二采区布置一个采煤工作面，需风量3.6m3/s，主通风井掘进工作面采用局部通风机供风，需风量2.5 m3/s。故全矿的需风量为：8.723.62.5=14.92 m3/s。三、风量分配1.矿井进风量

75、分配矿井进风井为主提升井。允许最高风速为8m/s，因此：主提升井进风量为：12.42 m3/s、其风速为1.656m/s;2.采区风量分配总风量 14.92 m3/s一采区总风量 8.72 m3/s101回采工作面 13.6=3.6 m3/s主提升井掘进工作面1个13.0=3.0 m3/s机电硐室 1.0m3/s其他巷道 0.48 m3/s102回采工作面13.6=3.6 m3/s主通风井掘进工作面2.5 m3/s四、通风阻力计算方案对通风容易时期101工作面和通风困难时期102工作面进行计算，结果为：容易时期:h=27.0526pa困难时期:h=21.989pa附：容易时期阻力计算表（表4-

76、2-1） 困难时期阻力计算表（表4-2-2）五、矿井等级孔计算及通风难易程度评价容易时期生产时矿井等积孔：A=困难时期生产时矿井等积孔:A=矿井通风评价:经上述计算,容易时期等积孔为1.99m2，困难时期等积孔为2.21m2,矿井通风难易程度属中等。 宜良县宰格煤矿通风风压计算表 （容易时期） 表4-2-1网路起止点井巷名称支护方式阻力系数a井巷长度L(m)断面净周长U（m）净断面S（m2）风阻R（千缪）风量Q（m3/s）风速V(m/s)风压h(pa)井巷实际允许01主提升井锚喷0.005618010.988.40.01878.721.988.05.1655122010水平运输巷工字钢支护0.

77、0078608.23.80.06998.722.2956.05.32232010水平联络巷工字钢支护0.0078708.23.80.08168.722.2956.06.205734主通风井锚喷0.005618010.357.50.02478.721.16278.01.880545引风道砌碹、钢混0.00862010.357.50.00428.721.16278.00.3209小计51018.8926局部阻力8.16合计27.0526等积孔m21.9944网路起止点井巷名称支护方式阻力系数a井巷长度L(m)断面净周长U（m）净断面S（m2）风阻R（千缪）风量Q（m3/s）风速V(m/s)风压h(

78、pa)井巷实际允许01主提升井锚喷0.005618010.988.40.01878.721.988.05.1655122010水平运输巷工字钢支护0.0078608.23.80.06998.722.2956.05.32672010水平材料运输绕道锚喷0.0056709.085.770.01853.00.524.00.1668781991水平回风巷锚喷0.00566010.357.50.00823.50.476.00.102489主通风井锚喷0.00564510.357.50.00623.60.486.00.08013102010水平运输巷工字钢支护0.0078808.23.80.09323.6

79、0.954.01.21521011一采区回风上山工字钢支护0.00781008.23.80.11663.60.954.01.5191小计59513.569局部阻力8.42合计21.989等积孔m22.2122 宜良县宰格煤矿通风风压计算表 （困难时期）表4-2-2六、井下通风设施及构筑物布置为了有效地按需分配风量和使风流不发生短路，保证风流稳定，实现安全生产，在通风系统中根据各个时期的需要设置风门、调节风门、风窗等通风安全设施。通风设施要保证完好，风门按逆风流风向开启。其位置选择在围岩稳定地段，具体布置见通风系统图。1. 防爆门为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，在风井口设置防爆门，防爆门

80、至井筒内引风道的开口位置长515m，防爆门每六个月检修一次。2. 风门及风桥风井安全出口安设2组双向风门，其他巷道按风量调节要求安装风门（详见矿井通风系统图），设计选用普通风门，风门设置应满足一下技术要求：避免在弯道和倾斜巷道中设置风门；风门的前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.45m,四周掏槽深0.2-0.3m；结构严密，漏风少，向关门风向倾斜80o85o;风门应迎风流开启，通行机车巷道，两门间距应大于一列车长度；风门要求设置两道以上。需要调节井下风量的地点需安设调节风窗，其技术要求与风门相同。主要和备用通风机的引风道与回风井之间的夹角为30o45o，主要通风机运行时，蝶阀应完全打开，备用通

81、风机蝶阀应处于严密关闭状态。另外，矿井主要通风机应设有反风装置，当井下发生火灾时经矿总工程师的同意可进行全矿井反向通风，为防止反风时由于风压作用将另一条引风道风门压开并短路流出，故引风道与进回风巷相通的联络巷中的风门要采用正反向风门。安全出口采用两道正反向风门。3. 避灾路线牌板井巷交岔点必须设置路标，标明所在地点，指明通往安全出口的方向。井下工作人员必须熟悉通往安全出口的路线。行人要走人行道，不得进入盲巷和打有栅栏的巷道。4. 防止漏风措施为保证井下各用风地点的风量按设计风流方向流动，在风流沿途设置风门、调节风门、挡风墙、密闭等通风构筑物，确保通风系统稳定可靠，且设施必须完好，避免漏风。加强

82、对矿井通风设备、设施的管理和维护，井下风门均实现连锁，定期进行检查，防止风门同时打开造成系统风流短路。采空区的上下巷必须密闭严实，防止漏风，防爆门必须严实，安全出口的风门不能同时打开。风井、安全出口及引风道的墙体不能漏风。5. 降低风阻措施降低摩擦阻力措施：尽量使巷道光滑，保证巷道完整，并及时维修。在开拓设计时，在满足开采要求的前提下，尽可能缩短风路长度，扩大通风巷的净断面积，利用通风构筑物合理分配风量。降低局部阻力措施：尽量减少风桥的设置，在必须设置风桥的地方，在保证不影响提升、运输和行人的情况下设置风桥，风桥采用混凝土碹搭桥，断面不小于3m2。在主要巷道内不长期存放矿车，减少风路中的物料堆

83、积并及时清除风硐内的堆积物。在容易产生局部阻力的地方，应尽量降低局部阻力系数，巷道连接处应做成斜线或圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免直角转弯或小于90o转弯，转弯处内、外侧施工成斜线或圆弧形，必要时设置导风板。在日常管理工作中，应尽量避免在主要巷道中停放矿车、堆放杂物，巷道应随时修复，保证其完整性并保持足够的有效通风断面，以利于风流畅通。（m） 安全逃生途径矿井投产时有主提升井、主通风井一对井筒，井口均直达地面，井下一旦发生灾变，井下人员可根据避灾路线撤出地面。八、 通风设备及反风1. 通风设备该矿采用抽出式通风方式，选用变频控制轴流对旋式通风机。变频、蝶阀控制可调节风量，以满足矿井通风要求。主通

84、风机配备有反风装置，必要时可快捷地让通风机反转。2. 风机设置及要求主要通风机必须设置在地面；装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%。必须保证主要通风机连续运转。必须安装两套同等能力的主要通风机装置，其中1套作备用，备用通风机能在10min内启动。禁止采用局部通风机或风机群作为主要通风机使用。装有主通风机的出风口应安装防爆门，防爆门每6个月检查维修1次。至少每月检查1次主要通风机。新安装的主要通风机投入使用前，必须进行1次通风机性能测定和试运转工作，以后每年至少进行一次性能测定。3. 压缩空气设备矿井采用地面固定式压风机供风，压气机供电

85、必须为双回路电源，采用管道将压风输送至井下各作业点，供风动设备作动力源使用，同时也是压风自救系统管路。4. 反风方式、反风系统及设施矿井利用轴流式通风机反转的方法反风。在反风时，让正向运行的通风机停止后，在控制台上将启动手柄转向标注有“反”字的一边，改变通风机的旋转方向，使井下风流反向。反风必须能在10min内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，主要通风机的供风量不应小于正常风量的40。每季至少检查一次反风设施，每年应进行一次反风演习；矿井通风系统有较大变化时，应进行一次反风演习。主要通风机在停风期间，必须打开井口防爆门和有关风门，以便充分利用自然风压通风。为保证井下各用风地点的风量并按设

86、计方向流动，在风流沿途方向设风门、调节风窗等通风构筑物。为防止灾害发生时有毒、有害气体危及井下人员安全，在矿井主扇设有反风装置，在灾变时能够立即进行井下区域性或全矿井反风。为防止瓦斯、煤尘爆炸产生的冲击波损坏主扇，在回风井口设置有防爆门。九、 矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析1. 矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施矿井通风方式为抽出式通风，各采掘工作面及硐室均采用独立通风，掘进工作面采用压入式通风。抽出式通风为当前主要通风方式，使用范围广，避免串风，减少漏风，增强通风系统的可靠性等优点。采取有效方式降低风阻a. 巷道表面应尽量光滑平整，以降低通风阻力。开拓设计中，能满足

87、开采要求的前提下，尽量缩短通风巷道的长度，扩大巷道的断面积。b.在容易产生局部阻力的地方，应尽量降低局部阻力系数。巷道连接处应做成斜线或圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免直角转弯或小于90o转弯，转弯处内、外侧施工成斜线或圆弧形。c.在日常通风管理工作中，应避免在主要巷道中停放矿车、堆放杂物，巷道应随时修复，保证其完整性并保持足够的有效通风断面，以利于风流畅通。降低摩擦阻力措施：尽量使巷道光滑，保证巷道完整，并及时维修。2.矿井开拓、采掘布置、井筒装备、设施对矿井安全的影响按照煤矿安全规程要求及时维修巷道，保证通风、运煤、运料、行人畅通。风井为专用回风巷道，无设备装备，能充分利用巷道断面，提高通风系

88、统的通风能力。3其他安全保证措施采掘工作面通风的保证程度和措施：矿井投入生产后，必须严格按照煤矿安全规程的规定进行管理，采掘工作面均采用独立通风系统，掘进工作面采用机械通风，局部通风机设专门人员检查、管理并制定相应的安全技术措施，做到有地保证通风系统安全，并且按照煤矿安全规程规定设“三专两闭锁”。矿井风量与通风网络对安全的保证程度设计风量充足，风路简单，能保证矿井通风安全可靠。按设计要求及设备选型安装主扇，并进行试运转，定期测定矿井及矿井内各主要巷道进风量和回风量，保证矿井风量满足设计需要和生产需要，严禁超通风能力生产。矿井风量计算合理，并进行了验算，取值以最大为依据，所计算的风量是合理的。反

89、风系统及可靠性矿井选用轴流式风机，反风方式为直接进行反转反风。由于矿井通风系统简单，反风时按要求制定严密措施，反风系统可靠性较好。该反风方法不需设置反风道，反风在10min内可改变风流方向。当风流方向改变后，主要通风机的风量不少于正常风量的40。每季度检查一次反风设施，每年进行一次反风演习。主要通风机在停风期间，能自动打开井口防爆门，以便充分利用自然通风。矿井通风设备及设施的保证措施为保证井下各用风地点的风量并按设计风向流动，在风流沿途适当处设风门、调节风门等通风构筑物，同时为防止灾害发生时有毒、有害气体危及井下人员安全，矿井主扇设有反风装置，在井下适当处设置成正反风门，在灾变时能够迅速进行井

90、下区域性或全矿井反风。设专人定期检查通风设备、设施完好情况，并做好记录，出现问题，立即进行维修、调整，保证通风设备的正常运转和通风设施的正常使用。在回风井口设置防爆门，防爆门至井筒内引风道的开口位置长515m，引风道与回风井之间的夹角为30o45o。矿井安全出口及保证措施各井筒均直通地面，风井按要求设置安全出口。井下主要巷道及交岔口均按要求设置明显标志和避灾路线图，标明位置、方向，在发生灾害时能够有效组织撤离。第五章 主要设备选型第一节 提升设备煤炭运输采用绞车提升下放运输，绞车选型的参数如下：矿井生产能力：15Kt/a主提升井倾角：-25o主井筒斜长：300m工作制度：300d/a，三八制循

91、环作业。提升任务：提煤、提矸、下放材料和设备。提升方式：单钩串车组提升。矿车类型：MF0.75-6型翻斗式矿车，容积0.75m3，质量520kg。矿车装满系数0.85散煤密度：1400kg/m3散矸密度：1700kg/m3通过对上述参数的分析，本技术改造方案所选绞车型号为JTP1.21.0。选配电动机功率为75kw，电压为380V/660V。第二节 主通风设备一、选型依据1、矿井风量8.72m3/s。矿井负压：hmin=27.0526Pa hmin=21.989Pa低瓦斯矿井，分区式通风2、计算风机必须产生的风量和静压（1）风机风量：Q机=KLQK=1.058.51=8.94m3/s其中：KL

92、设备漏风系数QK矿井原始资料提供的风量（2）风机静压：Hsmin=hmin+h+hZ=96.68+100+50=246.68Pa Hsmax=hmax+h+hZ=97.55+100+50=247.55Pa其中：Hmin、hmax通风容易时期和困难时期的矿井负压，Pa。hz矿井自然风井，Pa。h通风设备中的风压损失，Pa。二、选择通风机的型号和台数根据计算得到的通风机必须风量和静压，初选主扇风机型号为：FBCDZ16型防爆轴流式风机两台，一台工作，一台备用，风量1260/3300 m3/ min，转速672r/min，风量11-24.5m3/S，全压1970/98Pa，选配用电机功率为255KW

93、，380V。第三节 空气压缩机设备选型一、 选型依据矿井年产量：3kt/a管道最远长度：0.5km；工作制度：年工作日300d，3班生产二、空气压缩机供气量及出口压力计算1空气压缩机供气量：掘进头2个，工作面1个，每个掘进头使用一台ZY-28凿岩机、G-10A风镐各2台，采煤工作面仍使用MZ12煤电钻打眼，根据风动工具的技术参数查得YT-24耗气量度2.9m3/min/台，G-10A耗气量为1.0m3/min/台。考虑压风站供气量：QZ=a1 a2 ni qi ki =1.11.151.08(22.9+21.0)0.9=10.66m3/min其中：QZ空气压缩机供气量（m3/S）； 海拔高修正

94、系数1.08a1漏损系数1.1；a2风动机械磨损耗气量增加1.15；ni最大耗气设备同时使用台数；qi单台设备的平均自由空气耗量（m3/S）；Ki同型号风动工具同时工作系数0.9。2空气压缩机出口压力；P=Pe+P+0.1 =0.5+004+0.1=0.5+0.04+0.1=0.64MPa其中：Pe风动工具最大额定力，0.5Mpa；P管路压降0.04Mpa，0.1煤矿工业矿井设计规范系数。三、空气机选型根据该矿掘进工作面个数和小煤矿生产的不均匀性，每班同时掘进工作面个数平均仅二个，故要求空压站每班的供风量在910m3/min。该矿原原有一台Y250M-6 “L型”水冷活塞式空压机无法满足两个掘

95、进工作面需风量，故需新增一台型号为Y2-280-2的螺杆式空压机，电机功率110KW，供风量20m3。第六章 压风、防尘洒水、通讯系统第一节 压风系统一、压风站1、压风站位置选择压风站设在主风井右侧，建站位置应避开滑坡，陡坡附近。因压风机震动较大，地基应选择工程地质条件较好，地基在较坚固的地方。2、压风站布置压风站为砖混结构的平房，因抗震需要，房屋拐角应设构造柱，并设基础圈梁及屋面圈梁。3、供货要求：本设计要求供货商提供全套设备，包括空压机、电动机、贮气罐、止回阀、释压阀、油水分离器等主机及主要配件。二、压风管网1、管径计算：按下式 d =20式中：d各段管径，（mm）； Q通过该段管的需风量

96、m3/min（1）1102工作面回风巷掘进头 d=20=201.97=39（2）1102工作面运输巷掘进头 d=20=201.97=39（3）一采区回风上山 d=20=55.86（4）一水平2010水平运输大巷 d=20=55.86通过以上各用风点管径计算，并考虑管路阻力和今后该矿可能扩大矿井生产能力，因此，管径选择均考虑了一定的富余量。本矿主井井筒管径为DN75。三、管网布置本矿压风管由主提升井入井1995水平甩车落平材料运输道1991水平南回风巷掘进头。主斜井2015水平落平2010水平运输巷1102煤层回采工作面。 四、压风系统管理及安全技术措施l、管理(1)空气压缩机必须有压力表和安全

97、阀，压力表必须定期核准，安全阀和压力表必须动作可靠，安全阀压力不得超过额定压力的1.1倍。使用润滑油的空压机必须装设断油保护装置或断油信号显示装置。水冷式空气压缩机必须装设断水保护装置或断水信号显示装置。(2)空气压缩机的排气温度单缸不得超过190，双缸不得超过160，必须装设温度保护装置，在超温时能自动切断电源。空气压缩机吸气口必须设置过滤装置。空气压缩机必须使用闪点不低于215的压缩机油。(3)空气压缩机的风包，应设在地面室外阴凉处。风包上必须安装有动作可靠的安全阀和放水阀，并有检查孔。必须定期清扫风包内的油垢。新安装或检修后的风包，应用1.5倍空气压缩机工作压力做水压试验。在风包出口管路

98、上必须装有释压阀，释压阀口径不应小于出风管直径，释放压力应为空气压缩机最高工作压力的1.251.4倍。(4)在井口、井下管道的最低部份，上山下口均应设油水分离器。(5)压风管道直径小于50mm的采用管接头丝扣连接，直径大小50mm的采用法兰盘连接。(6)压风管路安装在井下沿巷尽量做到平直，主管布置于管座上，支管应稳固于巷道帮，并与运行矿车保持一定安全距离。(7)压风机司机应经培训持证上岗，并应定时作运行记录，参照附表。(8)按要求固定压风机必须安装于地面，同型机必须安装两台，其中一台使用，另一台备用或检修。(9)下井管道在井口必须设置两组性能良好的接地级，接地电阻不大于2。(10)压风机司机每

99、班必须填写运行日志，作好交接班工作，当班发现的问题要及时汇报处理。2、安全保护(1)释压阀释压阀是一种安装在压风机排气管上的安全保护装置如图6-1-1：空压机上一般都装有安全阀，系统中的压力超过工作压力的，它就开启，把多余的气体排掉，使系统压力降低到正常工作压力。安全阀的涌通能力比较小，仅能防止一般空压机正常运行时一般压力超高，保持工作压力不超过额定值。当空压机发生爆炸时，安全阀释放不了爆炸气流的冲击波，使空压机系统受到破坏，甚至造成人身伤亡。图6-1-1 (2)断水保护装置当压风机冷却水循环水中断或水量降到额定量l3时，这种停水断路器利用水浮漂来控制电气触点，发出缺水警报或自动停机。这种装置

100、同时起到在压风机开机前设送冷水时，使压风机不能起动。也就是确保压风机在开机前先将循环冷却水接通，才能使压风机开动。第二节 洒水防尘和消防一、高位水池地点选择(一)高位水池地点高位水池位置选择在主风井的东北方向，办公大楼后上方、高位水池标高为+2120m。(二)高位水池结构及容积1、高位水池结构高位水池为半埋入式苌形水池，结构为钢砖混结构。2、高位水池容积300m3。二、地面消防、洒水防尘1、地面消防用水量按地面消防用水量最大的坑木场选定，消防用水量标准为7.5L/S。按矿井同时火灾次数一次，火灾延续时间6小时考虑，每一次消防用水量162m3/次。消防用水与工业用水共用一个高位水池，消防用水的补

101、给时间为48小时。室外消防栓设在坑木场，该矿建筑物在3层以下，不设室内消防栓。2、在易起尘的贮煤场、装煤点等处设洒水喷咀，作地面洒水防尘。三、井下消防、防尘洒水1、井下消防井下消防用水标准为5LS，火灾一次延续时间为6小时，消防用水量为108m3次，大巷、采区管路中每隔l00m设闸阀控制的管接头，供洒水、消防用。2、井下洒水在爆破、装运易起尘的采掘工作面设鸭咀喷雾器、洒水防尘；在采区运输转载点、溜煤点等处配备武安型喷咀进行喷雾洒水降尘。井下洒水管路沿巷道侧壁敷设，采用镀锌焊接钢管，快速管接头连接运输平巷输水管上，每隔l00m设一三通阀门，以便连接胶管冲洗岩帮，岩巷掘进采用锚喷支护时，在喷射砼地

102、段，两头设水幂降尘。四、防尘供水管路系统管理防尘供水管路系统是煤矿安全生产极为重要的系统，他不仅保护个人不患职业病，即尘肺病外，更重要的是可防止煤尘飞扬参与瓦斯爆炸。为确保煤矿安全生产，必须高度重视防尘工作。(一)组织领导矿长是安全生产第一责任者，生产副矿长应对洒水防尘工作负领导责任。(二)健全制度l、洒水防尘供水系统建立专人负责制，由生产副矿长领导，下设防尘供水小组，并有专人负责。2、建立防尘供水人员岗位责任制，按制度操作。3、建立防尘检查、维修台帐，每日记录防尘供水情况。4、建立奖、罚制度。奖勤、罚懒、每月评定、年终总评。(三)工作范围管理1、水质检查，水质应符合设计要求，如某个指标达不到

103、要求，应予处理后、达标。2、管道系统检查，对防尘供水管网，应每日有专人检查，发现破损应及时更换及修复。3、防尘设施检查，井下所有防尘设施，应保持正常工作，发生故障应予修理或更换。4、防尘设施位置调整：井下采掘工作变动，其防尘设施应随之变动，不留缺口，即每个采掘工作面及装卸煤地点，都应按规定设置防尘设施。5、定期冲洗井帮巷壁，并清扫各巷浮尘。 (四)粉尘检测l、煤矿粉尘浓度和游离SiO2含量测定应按GB5748规定的方法进行，粉尘粒度分布测定应按MT422规定的方法进行。2、粉尘检测仪表选用ACXl型携带式粉尘采样器两台，检测全尘；ACH40呼吸性粉尘测定一台，在测定矿尘浓度和分散度的同时测定粉

104、尘中游离SiO2含量。煤矿使用的粉尘检测仪器仪表，必须具有效的计量检验合格证。3、井下主要接尘人员应配戴个体粉尘采样器，并建立个人健康档案。4、煤矿测尘部门必须根据本矿的生产情况配备足够数量且经培训合格的测尘人员，每个采区至少1人。5、煤矿井下粉尘测定时间 (1)对井下每个测尘点的粉尘浓度每月测定两次； (2)采掘工作面每个月应进行一次全工作班连续粉尘测定；(3)粉尘粒度分布每半年测定一次，采掘工作面有变动时，应及时进行游离SiO2测定。(4)粉尘中游离SiO2含量每半年测定一次。(5)煤矿粉尘浓度测定结果按季度综合上报主管部门。(6)采掘工作面回风应安设粉尘浓度传感器进行粉尘浓度连续监测。五

105、、防尘措施(一)粉尘粉尘来源主要是打眼、爆破及煤炭运输过程中，此外，巷道壁亦会产生二次扬尘。粉尘的危害有：危害人体健康，它能引起职业病，如尘肺、慢性中毒、皮肤病等；煤尘爆炸威胁矿井安全生产；加速设备、仪器磨损，影响运行及检测精度；污染环境，使工作场所能见度降低，影响操作，降低工程质量。应用类比工程法，本矿井生产过程中所产生的粉尘危害：采煤、掘进工作面，各装载点为级，属极度危害；运输巷道为II级，属中度危害。类比其他类似矿井所产粉尘检测结果，井下作业场所呼吸性粉尘在采取综合防尘措施后，不会超过国家卫生标准，其作业危害程度等级为安全作业。尽管如此，粉尘的危害仍然存在，因此设计采取综合防尘措施，以降

106、低粉尘的危害。 (二)防尘措施1、基本防尘措施本矿井综合防尘是水、风为主的并包括采煤工艺的技术改进；除尘、抑制煤尘飞扬、防止煤尘爆炸传播、矿尘检测和个体防护措施等。其主要措施如下：(1)采用湿式钻眼，防止粉尘的产生。 (2)“水炮泥”填塞炮眼，爆破降尘。(3)在粉尘产生地点，如回采工作面、掘进工作面、原煤装载点、转载点等处喷雾洒水降尘。(4)定期清扫、冲洗井帮巷壁清除落尘，井下主要巷道刷浆，以利清扫冲洗煤尘。(5)加强个体防护。产尘地点的工作人员，应佩戴防尘口罩。2、回采、掘进工作面防尘措施(1)采煤方法：设计为走向后退壁式采煤法，生产安全、回采工艺简单，采用U型通风方式，有利于粉尘的排出。(

107、2)湿式钻眼减少粉尘生成量：在采、掘工作中湿式作业以水治尘。湿式钻眼是将压力水送至眼底，冲洗、湿润眼内粉尘，防止飞扬，减少生尘。湿式钻眼的水量为3L/min，压力0.30.5Mpa。及时更换磨钝钻头，加强钻机、钻具的维修，减少粉尘。(3) “水炮泥”充填炮眼，爆破降尘：当炸药爆炸时产生的高温、高压将水压入破碎的煤块内使之湿润，汽化水很快形成雾滴湿润爆破后产生的粉尘，起降尘作用。(4)合理布置炮眼及装药量，炮眼填塞符合煤矿安全规程要求，是减少煤尘、严防抽炮串炮，防爆炸的重要措施。(5)通风除尘：通风除尘是综合防尘措施中的一个重要措施之一。在产尘地点采用各种措施防尘后，空气中仍含有一定浓度有粉尘，

108、尤其是小于10m的粉尘能长时间悬浮于空气中，对人体健康影响很大，因此必须采取洒水喷雾的防尘措施对粉尘以稀释排出，并排出井外。影响通风防尘的主要因素是风速。风速过低、粉尘不易排除，过高则易扬起落尘，增加空气粉尘的浓度。掘进工作面除尘的最优风速为1.4一1.7m/s。根据决定最优排尘风速大小，设计工作面的风速值在1-2.0m/s之间，与有效排放瓦斯、粉尘的风速基本一致。(6)采煤工作面设两组喷雾洒水降尘装置，掘进工作面设一组喷雾和洒水装置，以湿润煤体，捕捉浮尘，减少粉尘扬起。(7)回采工作面回风巷设水幕降尘。在距工作面入口50m内的回风巷设净化风流水幕。(8)个体防护。在采取上述措施后，空气中的粉

109、尘虽可以降到卫生标准，但仍有少量微细粉尘悬浮于空气中，也有局部地点达不到卫生标准。所以还要采取个体防护措施，要求所有接触粉尘的作业人员，必须佩戴防尘口罩。(三)防雷措施本矿设计之消防、洒水供水管，凡是直接进入和铺设出井之钢管，都必须有防雷接地。每一出、入管道接地极不小于两组，每组接地极电阻不大于2，以确保井下安全。第三节 矿井通信系统根据“167号文紧急通知”精神和煤矿安全规程的要求，矿井通讯应根据矿井巷道布置和采掘生产布局，进行矿井通信系统设计和安装，完善系统，以保证生产调度，安全指令迅速下达到各作业点、各工种车间，以达到生产单位与矿井管理部门之间信息畅通。目前矿井井下采用本质安全型矿用隔爆

110、电话机5台，地面共用电话机4台，井上下全自动电话经TC-424B型耦合器构成有线电话网络，井上下电话直拔通话进行生产调度。第七章 供电第一节 电源宜良县宰格煤矿未实现双回路供电，目前的供电路线为10kv马米线，输电线路距离15km，配置一台100KVA普通变压器，为保证技改工程用电需求，计划申请增容315KVA，购置两台KY315KVA煤矿专用变压器（其中一台备用）。为保证市电停电时的供电需求，除原有的一台型号为TF-150型150KW柴油发电机组备用电源外，计划新购一台TF-200型200KW柴油发电机组作为井下备用电源。2013年该矿计划从平良采石厂10kv变电站架设另一路输电线路，距离0

111、.5km，电压等级10KV，界时两个变电站的供电容量及10kv线路的供电能能够满足煤矿生产发展所需电力负荷要求。第二节 地面供电一、配电室设置根据工业广场平面布置图，煤矿准备在工业广场东北部建一个地面高、低压配电室。高压盘l 2面，其中进线计量柜2面，电容器柜2面，电压测量加避雷器柜2面，母联开关柜l面，变压器柜5面。其中4、9号盘供矿部广场主井绞车、抽风机、压风机及其它设备用电；5、6、8号盘供井下设备用电。地面配电室低压配电盘9面，电源进线2面，电容器柜2面，母联开关柜l面，配出线4面。 二、地面供电矿部广场地面供配电选用S9-100/10/0.4容量100KVA型变压器二台，经变压后，选

112、用OSZ11-500/10C系列低压配电屏连接成单母线分段，形成380V双回路S9-100/10对地面供配电，可满足空压机、抽风机等设备的双回路电源及地面其它用电的需要。第三节 井下供电为了满足开采时的供电要求，采用低压下井，选用YJLU3*240+1*120铠装电缆沿主井敷设，电源由地面配电室6、8号高压开关馈出经过二台KS9100/10/0.69变压器变压后，经BKDl-9系列开关馈出，采用联络开关控制出线以双回路为井下供电。第四节 负荷计算根据矿井开拓、开采设计，采区布置和机械配备情况，矿井负荷统计如下：设备装机总容量： 414.75KW其中：地面： 281.250KW 井下： 125.

113、5KW附：矿井用电设备资料表(表65一1) 矿井用电设备资料表 表6-5-1序号负荷名称电压（V）台数容量总的（台）工作的（台）总的（kw）工作的（kw）一地面用电1Y2-280M-2空压机380211101102JTP-1.01.2型绞车3802175753矿灯充电架38011444生活水泵380322.251.55木工圆锯机380111.51.56刃磨机380115.55.57热能泵380115.55.58喷380117.55.5910电焊机3802235351112工业广场照明380/2205513生活用电302014281.250268.5二井下供电1L880-50-315A水泵660

114、2245452LWLX-120挖掘式装岩机6603801145453P-30(B)耙斗式装岩机660117.57.54YBT5.5局部通风机6602211115TXV-75探水钻66021157.56井下照明12722小计125.5118第五节 矿井防雷接地一、防雷10kv线路终端均设FS410G型阀式避雷器，预防直接雷的袭击，低压架空线路的进出线端，应设低压避雷器防护，配电室、各机房及生活设施等建筑物必须置于避雷网(或避雷针)的保护范围内，以防直接雷的袭击。入井轨道及金属管路，须在入井前进行不少于两处的良好的集中接地。避雷网(针)的接地引下线，必须设置单独的接地装置与其相连，并形成良好的电气

115、通路，接地电阻应符合规程、规范的要求。二、接地变电室电气设备的外壳、支架的金属构件均需接地，并与接地总网连通，接地电阻应符合规程、规范的要求。地面380220V系统，变压器中性点必须引出并与接地装置牢固连接，与接地总网组成良好的工作接地系统。井下660V/127v系统变压器中性点不得引出并严禁接地，井下橡套电缆的接地芯线的两端只能与电气设备的金属外壳或接地装置相连。井下的主接地装置设在井底水仓，所有电器设备的金属外壳均需接地，接地电阻应符合规程、规范要求。第五节 照明、信号一、 照明地面工业广场、通往生活区的道路，应设足够的路灯照明，并配备光电自控开关。井底车场、泵房等机电硐室设适量的固定照明

116、，照明选用KBY20/127型隔爆型荧光灯，照明电源来自ZBZ2.5Z型综合装置。井下其余地段则由下井人员自身携带的矿灯照明，矿灯选用KS8型矿灯数量按下井人数与一半管理人员之和的125倍计算配备。二、信号提升绞车JTP-1.2*1.0型、配备DTXB一I型多功能信号闭锁装置，在井上下车场摘挂钩处和绞车房内配置声光信号，以便识别和操作。第八章 矿井安全监测监控一、安全监测系统设置要求宜良县宰格煤矿为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，属自燃煤层，但瓦斯治理工作仍是煤矿安全工作的重中之重，瓦斯管理一是靠人，二是利用高科技的技术手段防止瓦斯事故的发生。二、安全监测监控系统选择根据该矿井的生产能力、井型、瓦斯

117、情况及当地地情况，选择KJ218型符合国家煤矿安全要求的矿井瓦斯集中监测系统，该系统功能齐全，并可随开采范围、开采水平、生产能力的变化而变化，并可实现多参数监测监控。三、监测设备选择根据煤矿安全规程之规定为依据而设计，主要灾害种类是瓦斯，因此监测的主要内容是瓦斯，选择传感器为：CH4传感器、风速传速器、负压传感器、馈电传感器、矿用隔爆兼本安断电器粉尘传感器、温度传感器、一氧化碳传感器、开停传感器、风筒传感器、KJF83A分站等。矿井监控地点的选择：根据调度统一指挥的原则，将矿井监测地点设在矿调度室旁监控室内，实现安全调度相统一。1、 监控设备选择原则根据该矿井的生产能力、井型和瓦斯涌出量，选用

118、KJ218瓦斯集中监控系统一套作为地面中心站，传输信号电缆选用专用信号电缆，型号为PUYV3947037及PUYVR一2703，井下选用KJ83A分站。2、CH4传感器，布置在回风巷近工作面5m处及近出口10m处，及工作面上隅角，掘进迎头近工作面5m处及回风流中，总回风巷内等。粉尘传感器、温度传感器、一氧化碳传感器布置在工作面回风巷及掘进迎头回风流中与新鲜风流混合均匀、且风流稳定的位置。开停传感器布置在水泵房、掘进头风机处、风机房等监控水泵，局扇、风机等开停情况。负压传感器、风速传感器布置在总回风巷内测风站监测矿井风速、风压情况。风门传感器布置在井下主要风门处监视风门的开闭情况。馈电传感器布置

119、在各配电点的开关负荷侧，监测各配电点的馈电情况。矿用隔爆兼本安断电器布置在各配电点的总开关傍与总开关连接，当收到瓦斯断电仪信号时，使总开关自动断电，达到风电、瓦斯电闭锁的作用。KJ83A分站布置在掘进头总控开关、工作面进风巷总控开关、回风巷总控开关旁，当各监测点瓦斯达到断电浓度时切断总开关所控制的所有工作电器，当瓦斯浓度降到复电浓度值时恢复送电，实现瓦斯电闭锁。第九章 环境保护环境保护要贯彻环保设施“三同时”的原则，在设计中针对煤矿建设生产所排放的各种污染物的排放量和排放浓度，依照国家环境保护相应标准，采取各种相应的治理措施。1、矿井废水及地面生产污水处理：矿井废水及地面生产污水(特别是煤台、

120、煤场污水)应集中排放。措施是利用水沟引入沉淀池，将废、污水汇入沉淀池，将沉清水排入地面水体，并回收煤泥，清理沉淀池。对矿井废水必须经常进行水质检测，并采取相应处理措施，达标后方可排入地面水体。2、煤矸石治理：除少部分用于筑路、填方外，大部分矸石堆放在荒山沟中，在矸石堆的坡脚处设置拦矸坝。3、生活污水治理：矿区内生活污水量不大，其中的粪便污水经化粪池浓缩污泥后即可排入山沟水体或用于农田灌溉。4、煤粉尘的治理：为了避免或减少煤在生产、运输、装卸及露天堆放过程中生产大量粉尘，在矿井生产中尽量采用湿式作业。在溜煤眼、煤斗等转载点处设置喷水降尘装置；露天堆煤场安装摇臂式喷水设施，供白天需要时洒水降尘；对

121、煤矿附近的道路及矿区内其它运煤干线也应定时进行洒水、冲洗。5、噪音污染的治理：矿井噪音主要分布在工业场地内，如空压机、扇风机，坑木加工房，煤台等在生产过程中的声响。因此，设计选用高效低噪声的产品，采取消音、减震、隔音等措施，降低噪音对环境的影响。在矿井平面布置上考虑到噪声对生活区的影响，合理布局，避开不良影响。6、植被破坏的治理：矿区在生产过程中应考虑少破坏地表植被，做好水土保持工作。在工业广场及生活区、道路旁大量进行绿化，既满足“新建企业的矿区防止污染、防止水土地流失”，保护和改善环境，又具有较好的调湿、吸尘、吸灰、减弱噪声等功能。第十章 矿井技术改造的主要安全措施第一节 组织措施一、建立安

122、全领导小组企业法人任组长，矿长、技术负责(安全副矿长)任副组长；采掘、通风、机运、地测、劳资、财务、供应部门负责人为小组成员。二、分工负责、团结协作、统一指挥、目标明确三、矿井应设立专职安全管理机构，配备足够的专职安全人员，其中专职安全检查人员不少于五人。四、建立健全各种必要的管理制度：如安全生产责任制度、安全办公会议制度、安全目标管理制度、安全奖惩制度、安全隐患排查与治理制度、安全监督检查制度、安全教育与培训制度、安全质量标准化管理制度、巷道维护修理制度、机电设备维护保养制度、瓦斯管理制度、管理人员下井及带班制度、安全投入保障制度、安全技术措施审批制度、矿用设备器材使用管理制度、矿井主要灾害

123、预防制度、事故应急救援制度。第二节 技术措施一、单项工程开工前，必须编制作业规程和安全技术措施，并组织每个工作人员学习。二、收集整理施工中的有关技术资料，并归档保存。三、施工中出现的新问题，应及时研究处理，因客观原因发生变化的应及时修改措施并重新贯彻。四、重要单位工程应编制施工组织设计及专项措施。五、要按照煤矿安全规程规定绘制有关图纸，图纸应符合技术规范的要求并与实际相符。第三节 主要灾害预防及措施为了确保安全生产，必须认真贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”的方针。严格执行矿山安全法、煤矿安全规程、煤矿安全监察条例以及有关政策、法令和现行有关规定管理。一、瓦斯事故的防治本矿井为低瓦斯矿井，但

124、应加强通风瓦斯管理，防止瓦斯事故的发生是本矿安全工作的重点，设计采取以下措施：1、矿井装备安全监测监控设备根据国家相关法律、法规、煤矿安全规程以及云煤安发【2008】160号文的规定，矿井必须设置集中监测监控系统。矿井瓦斯电、风电闭锁装置的报警浓度、断电浓度、复电浓度的设置和断电范围必须符合煤矿安全规程规定。2、井下一切电气设备的选型均按照煤矿安全规程中的有关规定执行。生产中必须严格遵守煤矿安全规程的规定使用电气设备。严禁在井口20m范围内或井下使用明火，并严格放炮制度，以防止瓦斯引燃、引爆，杜绝瓦斯(煤尘)燃烧或爆炸事故。3、加强掘进工作面局部通风的管理。(1)选择的局部通风机，必须能满足掘

125、进工作面稀释和排放瓦斯的需要。(2)局部通风机必须由指定的专人负责管理，保证正常运转，严禁随意停电、停风。因特殊情况停风，必须及时撤离人员、切断电源、进行处理，严禁无风作业。(3)压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，且距掘进巷道回风口不得小于10m，全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，防止出现循环风。(4)风筒到掘进工作面的距离应在作业规程中规定，且严格执行。风筒吊挂平直，接头严密，拐弯处要圆弧过渡，以降低阻力、减少漏风，确保工作面足够的有效风量。(5)掘进工作面的局部通风机供电应装有漏电保护的装置，并与采煤工作面供电分开，保证局部通风机有可靠电源。使用局部通风机供

126、风的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。(6)临时停工地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏、挂警示标志禁止人员进入，并及时报告矿井调度室。4、防止采煤工作面的瓦斯积聚(1)保证采煤工作面有符合规定的风速、且稀释瓦斯应达到规定浓度内的所需风量。(2)以风定产、以瓦斯定产。当工作面生产时，供给的风量不能使瓦斯小于规定浓度时，在未采取其他有效措施前，禁止盲目生产。(3)采煤工作面采用“U”型通风，上隅角的瓦斯超限时，应采用：“U”型通风、风障引流工作面上隅角或减少流向采空区漏风等方法处理。5、其他地点瓦斯积聚的防治处理(1

127、)顶板附近出现的瓦斯积聚，应采用加大风速或安设引风板等措施进行处理。(2)对顶板冒落空洞积聚瓦斯，应采用充填空洞法、风流吹散法或封闭法进行处理。(3)合理采掘部署及生产安排，避免施工造成的盲巷而导致瓦斯积聚。(4)对报废巷道及盲巷要及时按规定封闭，以防止人员误入遇积聚瓦斯导致窒息事故。(5)严格瓦斯管理，严格瓦斯检查制度，矿井应配备专职瓦斯检查员跟班检查。严格执行“一炮三检”制度；严禁空班、漏检、假检，瓦斯超限严禁作业。(6)坚持采用瓦斯监测、监控系统和瓦斯预警预报系统。二、防尘措施岩尘、煤尘是造成工人患吸肺病的根源，也会污染、恶化工作环境，为消除以上所述危害，矿井根据规范要求在矿井中采取综合

128、防尘技术，该综合防尘技术主要应采取如下措施：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、严格计算各用风地点风速。2、湿式作业：矿井应在技改后的生产过程中采取湿式钻眼、洒水防尘、喷雾捕尘、装填水泡泥措施，并建立完善的防尘供水及管路系统。3、净化风流：为进一步降低和控制粉尘，在矿井含尘浓度高的风流所通过的巷道中设置风流净化水幕。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置防尘口罩也是应采取的防尘降尘的根本措施之一。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、降尘装置一般应采用手动和自

129、动相结合的方式控制。在卸煤处采可用DMH型自动喷雾降尘装置，该装置为成套设备，具有声、光、触多种控制方式，且作用时间可调。6、防尘及隔爆，煤矿应严格按照(安监总煤行【2007】167号)文要求，完善“三条线”设计及安装。本技术改造方案，须完善此项设计内容。三、防灭火措施煤矿要高度重视防灭火工作，认真落实安全生产责任制，将内因火灾、外因火灾防范工作列入重要议程。1、宜良县宰格煤矿煤层自燃倾向性鉴定为自燃倾向性。2、根据现场调查，宜良县宰格煤矿建矿至今未发生和发现煤层自燃，故本技术改造方案仍考虑选用阻化剂防灭火，对采煤工作面喷洒20浓度的工业氯化钙(CaCl2)溶液，每循环喷洒一次。喷洒系统如下：

130、储液箱 WJ 24喷射器 高压胶管(随机配80m) QWF-30喷枪喷洒3、在开采过程中，预留煤柱，少丢煤，努力提高回采率。4、采后及时封闭采空区，加强地面巡查，及时封填地表塌陷和裂隙带。5、严格防范内、外因火源。6、建立井上、下消防材料库，消防材料库储存的材料、工具、品种和数量应符合矿井通风安全装备标准(MTT50161996)的有关规定。7、设置地面消防水池和健全井下消防管路系统，井下消防管路每隔100m留设支管和阀门。8、安全监控系统要配齐和正确安设C0、温度等传感器，确保其正常运行。第四节 施工安全技术措施为保证改造巷道施工安全，特编制此安全技术措施，煤矿施工中应认真执行，并结合具体情

131、况认真编制作业规程。一、施工准备l、施工前必须由队长组织学习作业规程和相关安全技术规定，施工人员必须经考试合格方可参与施工。2、施工前必须由技术人员提供改造巷道位置，检查开口周围10m内支护隋况，加强支护，保护好管线和设备。3、开工前，班组长必须进行严格的交接班制度、敲帮问顶制度、宝全检查制度，对工作面安全情况做全面检查。4、工作面必须保持安全畅通，按井巷工程质量标准做好文明生产。二、“一通三防”管理1、每班施工前，跟班瓦检员及安全员必须提前30分钟下井，查工作面瓦斯及安全情况，并将检查情况及时、如实汇报跟班矿领导，矿领导根据汇报情况，达到安全要求下令施工。若有异常及时采取措施整改后施工。2、

132、临时停工时，不得停风否则必须切断电源，设置栅拦，揭示警标，禁止人员进入，并向矿调度室报告。3、局部通风机因故停止运转，必须将全部人员撤至全风压进风流处，并切断电源。在恢复供风准备施工前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0和二氧化碳浓度不超过1.5时，跟班矿领导方可下令开始施工。4、岩巷掘进遇到煤线或接近地质破坏带时，瓦检员必须经常检查检查瓦斯，发现瓦斯大量增加或其它异状时，必须停止掘进，撤出人员，进行处理。5、严禁无风、微风、风量不足或瓦斯超限作业。6、如因设备检修，停电等情况造成局部通风机停止运转时，施工人员必须立即停止一切作业，撤至地面，按照第3条步骤恢复施工。7、向掘

133、进工作面供电的电器设备必须实现“两闭锁”过流、漏电、接地保护装置齐全，且灵敏可靠。8、向掘进工作面供电的电器设备必须实现“三大保护”及“两闭锁”，过流、漏电、接地保护装置齐全，且灵敏可靠。9、瓦检员必须严格执行巡回检查制度和报告请示制度，按规定对作业地点进行检查，检查结果必须做到“三对口”，严禁假检、虚报、漏报和空检。10、各作业人员必须以“安全第一、预防为主、综合治理”为指导方针，在工作中必须搞好自主保安和相互保安工作。11、打眼工序必须采取湿式作业，供水压力0.3Mpa左右为宜，耗水量以23Lmin为宜，以钻孔流出的污水呈乳状岩浆为准。为提高防尘效果，可在水中添加湿润剂。12、封眼采用水炮

134、泥，也可采用里外均填水炮泥的混合装填方法。水炮泥的装填数量应使其长度达到装药长度的一半。13、放炮前必须对工作面30m范围内的巷道周边进行冲洗。14、放炮时必须在距工作面20m左右安装放炮自动喷雾装置，水幕应覆盖全断面，并在放炮后连续喷雾10min。15、距工作面50m内，设置一道净化风流的水幕。16、距工作面20m范围内巷道，每班应冲洗一次；20m以外的巷道应定期冲洗，并清除浮煤。17、不准使用明火放炮，避免机械摩擦、撞击等，工作面及巷道要及时清除可燃物质，做好防火工作。18、严格执行相关“一通三防”的规定。三、防治水措施l、施工时必须观察异常现象和淋水颜色，及时准确地进行探放水，做到“有掘

135、必探，先探后掘”。2、探水钻孔布置方式：钻孔间夹角一般为7150，钻孔在迎头布置4个，上、下、左、右各一个。3、每掘进50m进行一次探水钻探水，探水钻眼深度为60m。4、打钻人员必须按入井须知要求入井，并认真学习和执行煤矿安全规程和钻机操作规程中的有关规定。5、打钻设备必须进行防爆检查，失爆设备不得入井。设备的拆卸、运输、安装和使用必须符合有关规程的规定。6、钻场必须有正常钻进所需的水量、水压、380V电源及通讯电话。7、钻场必须有瓦斯检查人员定点检查瓦斯，同时，监护局扇的正常运行，并确保钻场有正常掘进时所需的风量。8、钻场支护必须稳固可靠，水沟畅通，巷道内无杂物。9、打钻人员必须听从瓦检员对

136、迎头瓦斯浓度的检查报告。若瓦斯浓度达到1时，停止钻进；达到15时，切断电源，撤出人员，并报告井口调度室，采取措施处理后，瓦斯降到1以下时，方可恢复工作。10、打钻过程中，必须指派专人观察和记录钻孔的异常现象，返水颜色，瓦斯情况，钻进深度，钻孔的方位，角度、终孔深度等。钻进中，若发现岩石松软，片帮，来压或钻孔中的水压、水量突然增大，瓦斯升高，以及顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，派专人监视水情，并立即向井口调度室汇报，若情况危急时，必须立即发出警报撤出所有受水害威胁区的人员。四、机电运输管理l、工作面及巷道所有电器设备必须防爆，且有“两证一标志”，符合相关规定，并定期进行严格检查，杜绝

137、失爆设备。2、绞车司机、信号把钩工在绞车运转前，要把钢丝绳、制动装置、连接装置等做好全面认真的检查，发现问题及时处理。3、挡车装置平时要常闭，放车后要及时关好。保证“一坡三挡”装置正常、灵敏。4、将声、光信号开关安设在井口和井底声光硐室内。5、行车时要做好声、光信号正常操作，做到信号不明、不清不动绞车，严格执行“行车不行人、行人不行车”的原则。6、每次提升时，施工人员必须撤到躲避硐室内，待空车放下后再进行施工。7、运行时安全员要集中精力，注意观察运行状况，发现异常情况及时停车处理，但要避免急刹车。8、严禁违章超挂车、蹬钩或跟车。9、装车时必须使用临时挡车装置，装置用钢丝绳制作，将两头固定在临时

138、轨道上，临时轨道必须用螺栓与永久轨道固定牢靠，装车时用钢丝绳套住矿车。装车点距离迎头不得小于6m。 五、顶板管理1、明确分管负责人和业务分管部门，明确岗位责任，严格执行操作规程，将各项措施落到实处。2、认真收集地质资料，根据断层岩性，确定实施方法，加强支护管理，确保有足够初撑力，保证工作面的最小高度，增加支架的稳定性，做到既有利于维护顶板又减小破岩量。3、在断层处采煤时，必须严格执行敲帮问顶制度，在开工之前必须对工作面安全情况进行检查，确认安全后才准进入工作面。每个工作人员必须经常检查工作面顶板及支架情况，按照作业规程的规定及时支护，所有支架必须架设牢固，并有迎山角，严禁在浮煤或浮矸上架设支架

139、，防止掉矸伤人。4、工作面最好由断层上盘向下盘方向推进，这样可使上盘岩层的压力加载于下盘岩层且有利于断层两侧岩层间的摩擦咬合。5、工作面过落差较小的倾斜断层时，应适当调整工作面方向，以增加工作面与断层的夹角。当围岩属中等稳定以上时，此夹角应不小于2030；当围岩不稳定时，此夹角应增至3045。6、工作面过倾斜断层时，应适当加大控顶距。当工作面采过断层面一个最小控顶距以后，一次回清断层处外侧支架，回柱时所有人员必须撤离至回柱地点15 m以外的地段。7、工作面过落差较小的走向断层时，断层处需要挖底，其相邻地段也要相应地挖底。断层附近应加密支架，并在两盘各架设一个木垛，用斜撑板支护好断层面。8、在断

140、层处采煤，必须安排技术熟练、经验丰富的工人操作。为保证安全和不影响工作面其它工序的正常进行，可在断层处超前处理。处理时采用打浅眼、少装药、放小炮的方法。断面处严禁放大炮。9、工作面过落差大于采高三分之二以上的倾斜断层时，应跳过断层在另一盘重打开切眼进行开采。10、严禁空顶作业，出现空帮空顶时必须插背严实和接顶。1l、施工时必须使用前探梁，前探梁用轨道焊制左右各一根长3.5m、中间用2至3根连接，宽0.8m的架子。使用时将架子用铁链悬挂在支架上，前端紧贴迎头，并用5cm厚的木板在顶板与前探梁间铺严。12、爆破施工分次装药、分次起爆，严禁一次装药、分次起爆。先爆破中线以上部分，放炮后立即将前探梁移

141、至紧贴迎头，安全员确定安全后再出渣。出渣结束再进行第二次爆破。13、卧底刷帮完成后，必须立即进行翻拱，防止顶板垮落。14、每班在动工之前，必须将所需的工具、材料准备充分，防止顶板垮落或漏顶所需的应急材料必须到位。 六、爆破管理1、爆破作业必须编制爆破作业说明书：(1)炮眼布置图必须标明采煤工作面的高度和打眼范围或掘进工作面的巷道断面尺寸，炮眼的位置、个数、深度、角度及炮眼编号，并用正面图、平面图和剖面图表示。(2)炮眼说明表必须说明炮眼的名称、深度、角度，使用炸药、雷管的品种，装药量，封泥长度，连线方法和起爆顺序。2、爆破工作必须由专职爆破工担任，爆破工必须依照说明书进行爆破作业。炸药、电雷管

142、、装配起爆药卷、发爆器、爆破母线和连接线的使用必须符合相关规定。3、爆破作业必须执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。4、爆破前，必须加强对设备和电缆等的保护或将其移出工作面。必须设置警戒线，警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳，并发出放炮警告。5、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。 七、巷道贯通安全技术措施掘进工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，

143、然后处理瓦斯，只有在工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，工作面入口必须有专人警戒。贯通后，必须停止井下的其他工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。八、调整通风系统安全技术措施l、主通风机房由机电和通风安全人员观察风机运行情况，主通风机房周围防火、防爆应符合相关要求。爆破作业完成后，风机出现异常情况，应及时处理。2、主通风机运行稳定后，必须由救护队人员到井下查明有关情况，瓦斯若超限，由救护队专业人员进行瓦斯排放工作。3、井下瓦斯涌出正常后，由通风、瓦斯检查人员下井检查。所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，证实无危险后，

144、其他人员方可下井恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度符合规定时，方可开启。4、必须在新通风系统后稳定，方可开掘其他巷道。采掘工作面必须在构成完整的通风、排水系统后，方可回采。第十一章 投资估算一、投资估算范围根据矿井技术改造的采区巷道布置，首采工作面(110201工作面)投产的井巷工程、主要生产系统、设备购置及安装、其它系统及采掘设备进行投资估算。详见表1011。 矿井技术改造投资估算汇总表 表1011序号项目工程量投资（万元）备注1井巷新增井巷1450（m）840.048原有利用320（m）6.4维修2采掘新增采掘设备83.6主要设备03三条

145、线压风系统3（套）63防尘供水系统1（套）31.0通讯系统1（套）7.75安装费5.854配套系统提升系统36.43包括轨道铺设通风系统63.69井下通风设施排水系统7.65排水管及附件供电系统57.44各类开关监控系统25.0防灭水系统1.20消防器材小计191.44合计1229.058（一）井巷工程投资估算1、井巷工程总工程量为1450m，其中改造利用原有井巷320m，新掘巷道1130m。2、投资估算：井巷工程总投资为840.048万元，其中原有井巷改造利用为6.4万元，新掘巷道投资为833.048万元。详见表1012。表1012 井巷工程投资估算序 号名 称技术特征断面（m）工程量（m）

146、单价（元）工作量（万元）备 注一井筒1主提升井改扩、支护喷浆8.41805800104.4宽：3.3m,高：2.9m掘进、支护喷浆8.4120580069.62主通风井掘进、支护喷浆7.52705600151.2宽：2.9m高：2.9m3总回风巷掘进、支护喷浆7.52205600123.2宽：2.9m高：2.9m3引风硐、安全出口砌碹、钢混7.54023129.248宽：2.9m高：2.9m4一采区运输平巷掘进、支护喷浆3.8220420092.4宽：2.9m,高：2.9m5一采区回风上山掘进、支护喷浆3.8100420042.0上宽：1.6m，下宽：2.4m,高：2.2m掘进、支护喷浆3.8

147、100420042.06二采区材料运输绕道掘进、支护喷浆5.14100560056.0宽：2.4m,高：2.4m7二采区回风上山金属支护3.41001500150.0上宽：1.4m，下宽：2.4m,高：1.8m合 计1450840.048（二）新增主要设备11台（件），总投资163.12万元，原有利用设备为0。序号设备名称规格型号单位数量单价（元）总价（万元）备注一提升系统36.431采区绞车LBT800/600-31台1800008002大绞车JTP-1.01.2台126.026.02“一坡三挡”电动套124300243二通风系统63.691主扇FBF-9/11台21250002502大主扇

148、FBCDZ16台218000036.03局扇YBT5.5台244550.893风筒4006003018三压风LW/10/7台321000063.0合计三总合163.12详见表1013 表1013 新增主要设备投资估算表 （三）采掘设备投资估算估算投资83.6万元，其中利用原有设备0.0万元，新增投资83.6万元，详见表1014。表1014 采掘设备投资估算表序号设备名称规格型号单位数量单价（元）总价（万元）备注1煤电钻ZM-12台48000.32新增2风钻ZY-24台230000.60新增3风镐G-10A台25600.11新增4局扇YBT5.5台244550.89新增5回柱绞车JG-8台124

149、0002.40新增6矿车MF0.75-6型辆24460011.04新增7材料车MC16辆256001.12新增8发爆器MFB-100台162000.32新增9探水钻TXV-75A台2240004.8新增10挖掘式装岩机LWLX-120台1450000.0045.0新增11耙斗式装岩机P-30（B）台28500017.0新增小计83.6新增（四）其它配套工程投资估算 估算总投资为191.36万元，其中： 1、提升系统估算投资36.43万元(包括轨道系列)； 2、通风系统估算投资63.69万元(包括井下通风设施)； 3、排水系统估算投资7.6万元(配件)； 4、供电系统估算投资57.44万元； 5

150、、监控系统估算投资25.0万元(增加传感器)；6、防灭火系统估算投资1.20万元(流动汽雾阻化剂)。（五）“三条线”投资估算 估算总投资为107.6万元，其中 l、压风系统投资估算63.0元； 2、防尘供水系统投资估算31.0万元； 3、通讯系统投资估算7.75万元； 4、安装费5.85万元。 二、矿井技术改造总投资 (一)井巷工程估算投资840.048万元，其中新增井巷投资为833.048万元，井巷维修投资为6.4万元； (二)新增主要设备投资为163.12万元； (三)采掘设备新增投资为83.6万元； (四)“三条线工程投资估算为107.6万元；(五)配套工程投资估算为191.36万元。(

151、六)地面建筑设施850.709万元。以上各项总投资为2236.437万元 三、资金筹措矿井技术改造，资金来源由煤矿企业全部自筹。第四节 主要技术经济指标附：主要技术经济指标表（表1051） 矿井主要技术经济指标表 表1051序号项目名称单位数量备注矿井范围1东西长km南北宽km面积Km20.25382煤层情况可采煤层层数层3可采煤层总厚度（平均）m3.0煤层倾角37容重t/m31.443煤质2-1煤层2-2煤层牌号瘦煤瘦煤灰份（A）%28.3736.15挥发份（V）%13.1223.58硫份（St）%1.250.42发热量（Qrg）卡/克560049234储量工业储量Kt31.64可采储量Kt

152、25.315矿井工作制度年工作日d300每天工作班次班三6矿井设计生产能力Kt/a37矿井服务年限a7.53 矿井主要技术经济指标表 续表1051序号项目名称单位数量备注8瓦斯等级低瓦斯9矿井通风方法中央并列抽出式10矿井开拓方式平片盘斜井开拓11矿井涌水量m3/d386正常涌水量m3/h6.25最大涌水量m3/h8.212阶段垂高m2113三个煤量及可采期开拓煤量kt34开拓煤量可采期a7.53准备煤量kt7准备煤量可采期a2回采煤量kt5.6回采煤量可采期月714回采工作面数目个215回采工作面长度m6216回采工作面推进度m/a30017采煤方法断壁后退式18顶板管理方法充填法19采煤机

153、械化落煤爆破、人工擭煤装煤人工工作面运输溜槽回柱放顶台1JH-8回柱绞车20巷道掘进组数组221投产量的巷道总长m680序号项目名称单位数量备注22万吨掘进率m/万t 178包括利用巷道23建井工期月1024井下大巷运输方式人力推车、绞车提升25矿车数量及型号辆20矿井主要技术经济指标表第十二章 技术改造项目的实施计划及预期效果一、项目实施计划本次申请的项目除个别施工期较长的井巷工程外，其余设备购置、配备项目均在2012年10月以前完成。二、项目实施后的预期效果1、矿井通风矿井通风系统改造后，中央并列式通风保证矿井有独立可靠、合理的通风系统，保证井下各用风地点有足够的风量，保证矿井的安全生产。

154、2、安全监测监控监测监控系统设备性能稳定可靠，系统布局合理，能够对矿井瓦斯、井下人员活动情况全面动态实时监测监控。3、矿井防尘、防灭火系统建立完善的防尘、防灭火系统，有效降低井下煤尘浓度，以防止煤尘爆炸，减少采空区煤层自燃情况的发生，保证安全正产。4、矿井提升运输提升系统解决设备老化陈旧，性能不完善，消除设备事故率高、维护检修时间长，安全保护设施不完善等缺点，并能达到煤矿安全规程有关规定的要求，使提升系统更加安全可靠。5、矿井供电系统供电系统改造解决井下电气设备防爆安全性能差、安全装备水平低、安全保护装置数量不够、保护不完善、电气事故较多等问题。2012年安全项目实施后，设备面貌将得到普遍改善，各种安全保护齐全可靠，井下电气的防爆安全性能明显提高，供电系统、提升运输系统运行可靠性增强。6、矿井防治水系统排水系统解决设备故障率高、综合效率低，管路老化、锈蚀、结垢严重，供电不可靠，排水能力得不到充分发挥等现象，能保证排水系统安全运行，同时具有较强的抗灾能力。综上所述，2012年安全改造项目实施后，宜良县宰格煤矿安全生产技术装备水平将明显提高，主要生产系统基本达到国家有关规定和煤矿安全规程的要求，“一通三防”治理取得较大成效，矿井排水系统运行安全可靠。为提高煤矿安全生产的保障水平和经济效益奠定坚实的基础。