某县年产9万吨煤矿安全设计专篇
贵州宏景矿产资源开发服务有限公司
二○○七年七月
赫章县平山煤矿
安全专篇
生产能力：9万t/a
设 计：
审 核：
负 责：
贵州宏景矿产资源开发服务有限公司
附图目录
1.矿区地形地质及井上、下对照图（1:2000）
2.采区巷道布置及机械设备配备平、剖面图（1：2000）
3. 通风系统及通风网络图（示意）
4. 井下运输系统图（示意）
5. 井下综合管网及隔爆设施布置图（示意）
6. 井上、下供电系统图（示意）
7. 矿井通讯系统图（示意）
8. 矿井安全监测、监控系统图（示意）
9. 矿井安全监测、监控传感器布置图（示意）
10. 井下避灾路线图（1:2000）
附 件
1、贵州省国土资源厅2006年12月5日下发的黔国土资储备字[2006]128号关于《贵州省赫章县平山煤矿普查地质报告》矿产资源储量评审备案证明文件。
2、贵州省国土资源勘测规划院黔国土规划院储审字[2006]164号《贵州省赫章县平山煤矿普查地质报告》矿产资源评审意见书。
3、贵州省毕节地区国土资源局文件（毕地国土资呈【2006】54号），关于上报我区煤炭资源整合中省厅同意的68家新设矿权矿区范围及请求帮助协调评审的请示。
4、贵州省煤炭管理局、贵州省发展和改革委员会、贵州省经济贸易委员会、贵州省国土资源厅、贵州省煤矿安全监察局、贵州省环境保护局文件（黔煤办字【2006】97号）,关于毕节地区八县（市）煤矿整合、调整布局方案的批复意见。
5、贵州省国土资源厅文件（黔国土资发【2007】10号）关于办理《关于毕节地区八县煤矿整合、调整布局方案的批复意见》（黔煤办字【2006】97号）中解决农村生活用煤煤矿采矿权登记手续的通知。
6、贵州省国土资源厅2007年5月20日颁发的赫章县平山煤矿《采矿许可证》。
7、贵州省煤炭管理局委托毕节地区煤炭管理局对《赫章县平山煤矿开采方案设计》的评审及批文。
目 录
前 言 1
第一章 矿井概况及安全条件 5
第一节 井田概况 5
第二节 安全条件 7
第三节 矿井设计概况 17
第二章 矿井通风 35
第一节 概述 35
第二节 矿井通风 36
第三节 降温措施及设备选型 48
第三章 粉尘灾害防治 49
第一节 粉尘 49
第二节 防尘措施 50
第三节 防爆措施 54
第四节 隔爆措施 55
第五节 矿井地面生产系统防尘 56
第四章 瓦斯灾害防治 58
第一节 瓦斯概述 58
第二节 防爆措施 58
第三节 隔爆措施 65
第四节 开采煤与瓦斯（二氧化碳）突出煤层的防突措施 68
第五节 矿井瓦斯抽放 70
第五章 矿井防灭火 88
第一节 概述 88
第二节 开采煤层自燃预测及防治措施 88
第三节 井下外因火灾防治 93
第六章 矿井防治水 104
第一节 矿井水文安全条件分析 104
第二节 矿井防治水措施 107
第三节 井下防治水安全设施 116
第七章 井下其它灾害防治 119
第一节 顶板灾害防治及装备 119
第二节 开采冲击地压煤层的措施 125
第三节 爆炸材料库 125
第四节 提升运输事故防治措施及装备 130
第五节 电气事故防治措施 142
第八章 矿井安全监控 149
第一节 概述 149
第二节 安全监测、监控和传输设备选择 157
第三节 监测、监控设备传感器布置 159
第四节 矿井各类传感器装备量 161
第五节 矿井安全监控系统运行可靠性分析 161
第六节 安全监测监控系统管理制度 165
第九章 矿井安全检测及其它装备、矿山救护队 167
第一节 矿井安全检测及其它装备 167
第二节 矿山救护队 169
第三节 矿山保健设施 172
第十章 劳动定员和概算 174
第一节 安全劳动定员 174
第二节 概 算 179
前 言
一、编制本设计的依据
1、贵州省国土资源厅2006年12月5日下发的黔国土资储备字[2006]128号关于《贵州省赫章县平山煤矿普查地质报告》矿产资源储量评审备案证明文件。
2、贵州省国土资源勘测规划院黔国土规划院储审字[2006]164号《贵州省赫章县平山煤矿普查地质报告》矿产资源评审意见书。
3、贵州省毕节地区国土资源局文件（毕地国土资呈【2006】54号），关于上报我区煤炭资源整合中省厅同意的68家新设矿权矿区范围及请求帮助协调评审的请示。
4、贵州省煤炭管理局、贵州省发展和改革委员会、贵州省经济贸易委员会、贵州省国土资源厅、贵州省煤矿安全监察局、贵州省环境保护局文件（黔煤办字【2006】97号）,关于毕节地区八县（市）煤矿整合、调整布局方案的批复意见。
5、贵州省国土资源厅文件（黔国土资发【2007】10号）关于办理《关于毕节地区八县煤矿整合、调整布局方案的批复意见》（黔煤办字【2006】97号）中解决农村生活用煤煤矿采矿权登记手续的通知。
6、贵州省国土资源厅2007年5月20日颁发的赫章县平山煤矿《采矿许可证》。
7、贵州宏景矿产资源开发服务有限公司2007年4月提交的《赫章县平山煤矿开采方案设计》说明书及相关图件。贵州省煤炭管理局委托毕节地区煤炭管理局对《赫章县平山煤矿开采方案设计》的评审及批文。
8、《煤炭工业小型煤矿设计规范》。（2007版）
9、《煤矿安全生产条件基本规定》。
10、《国务院关于预防迈矿生产安全事故的特别规定》
11、国家煤矿安全监察局颁发的煤安监监一字［2002］65号《关于印发〈煤矿（井工露天）开采方案设计安全专篇编制内容〉的通知》文件；
12、国务院办公厅“关于进一步加强煤矿安全生产工作的通知”，国办法［2003］58号；
13、国务院办公厅“关于深化安全生产专项整治工作的通知”，国办法［2003］60号；
14、国家安全生产监督局，国家煤矿安全监察局令第五号，2003.7.4；
15、中华人民共和国国务院颁发的《煤矿安全监察条例》；
16、原中国统配煤矿总公司颁发的《矿井通风安全监测装置使用管理规定》；
17、原煤炭工业部颁发的《煤矿救护规程》；
18、《煤矿安全规程》（2006版）；
19、相邻矿井的瓦斯鉴定报告，煤尘爆炸性鉴定报告，煤炭自燃倾向性鉴定报告。
20、相关法律、法规及有关规程、规范。
二、设计指导思想
本安全专篇是依据煤炭法、安全生产法和煤矿安全监察条例以及国家有关安全生产法律、法规、设计规范、安全装备标准等进行编制，其目的是为了保障煤矿安全生产和职工人身安全，防止煤矿事故发生，使矿井的安全生产装备符合国家有关法律、法规、设计规范、安全装备标准规定，使矿井在实施安全生产管理中有据可查，为矿井的安全生产管理营造良好的硬件、软件环境，使其具备良好的安全生产条件。严格按照该安全专篇实施后，在矿井的安全生产中，将有利于矿井尽早发现隐患、并靠自身装备和能力及时消除隐患，有利于矿井的安全生产。
三、设计的主要特点及安全评价
1.设计的主要特点
该矿性质为解决民用煤问题的农村自用煤矿变更为合法矿井，原矿井巷道布置混乱,生产能力小,形成的采空区基本位于巷道两侧；目前在矿区东翼有一工业场地，井下仅有一提升巷可以改造利用，其它巷道基本无利用价值。目前根据矿区范围内的地形地貌特点，交通运输情况，煤层赋存及出露情况以及矿井建设所需工业场地大小；经设计人员多次现场踏探，结合业主意见，可以征地的情况，矿井开拓方案如下：
本矿区所属区域总体上，煤层间距大，所以采取分层开采，先开采上部M18煤层，最后开采下部M73煤层。在矿区走向东部,利用原有工业场地布置工业场地，在工业场地布置主斜井、副斜井；主斜井倾角平均8º，方位角69º；副斜井利用现有巷道改造，副斜井倾角平均7º，方位角70º。回风斜井平均22º，方位角102º；运输下山、轨道下山与回风斜井平行，轨道下山布置于M18煤层中，运输下山布置于M18煤层底板中。两下山上部直接连接主斜井、副斜井。在此布置第一水平井底车场、井底水仓、硐室等巷道。回风斜井与主斜井同时施工。矿井采用一个水平布置。矿井划分两个采区。划分为一个水平，M18煤层为一采区，M73煤层为二采区。
后期开采M73煤层，在M73煤层露头线附近新作工业广场，沿M73煤层布置主斜井、副斜井、回风斜井。利用三井筒作采区下山，采区布置双翼开采。
矿井采区系统形成后，即可布置回采面进行回采。首采工作面为一个，11801布置在一采区东翼M18号煤层内，11801运输巷与主斜井相连，11801回风巷与回风下山相连，构成回采面进行回采；同时准备一采区西翼的11802运输巷和11802回风巷掘进头，形成完整的一个采区生产系统。
通风方式为边界抽出式。该方案开拓系统平、剖面图详见图。
矿井以一个炮采工作面，两个掘进头满足9万吨/年设计能力，采煤方法采用走向长壁式后退采煤法，矿井工业场地设在主斜井井口附近。
本方案新建井巷工程量为2910m（其中岩巷1375m）。
根据贵州省煤炭管理局等六厅（局）文件，黔煤办字【2006】97号，《关于毕节地区八县（市）煤矿整合、调整布局方案的批复意见》。贵州省国土资源厅2007年5月20日颁发的赫章县平山煤矿《采矿许可证》。平山煤矿已经进行了开采方案设计，设计能力为9万吨/年。现委托我公司编制平山煤矿安全专篇设计。
1）采掘机械化及运输方式
回采工作面的设备配备如下：
采煤工作面采用放炮落煤，刮板运输机运煤，运输巷采用胶带运输机运输。采用DZ22-30/100型单体液压支柱配HDJA-1000金属铰接顶梁进行支护。
掘进工作面设备配备如下：
配煤电钻、岩石电钻进行掘进，采用BBZ1-4-1型探水钻探放水，DSFA-5型局部通风机供风。
2）地面生产系统及辅助设施
原煤出井后，装车（汽车）外运。井下矸石前期通过矿车运至矿井工业广场作为平场填方用，后期矸石通过窄轨铁路运至矿井排矸场地排弃。矿井矸石暂不考虑综合利用，废弃后复土、植树进行绿化。
矿井机电设备的大、中修理可委托邻近机修厂完成，矿井仅设小型机修车间。
3）产品加工方案
矿区内M18煤层原煤属中灰、低硫、特高热值煤，牌号为无烟煤。M73煤层原煤均属中灰、低硫、高热值煤，牌号为无烟煤。本矿井的煤炭产品是原煤，煤炭主要满足当地民用煤的需求，销售产品为原煤，暂不考虑深加工。
由于本矿原煤主要作动力用煤和原料用煤，原煤不经洗选就可满足用户要求，故本矿暂不建洗选厂，只依托地形建一简易筛分系统，将原煤筛分成块煤(≥50mm)、粉煤(＜50mm) ，满足不同用户的需求。
2.安全评价
按照本矿井安全专篇设计，矿井具有独立的矿井通风系统，并根据工作面瓦斯涌出情况及其它矿井配备风量的经验合理确定工作面通风风量，体现了“以风定产”；采用技术先进的矿井监测监控系统，对矿井安全生产进行实时监测监控，以保障矿井生产安全；有效地防止煤尘的产生和积聚，且使风流中煤尘浓度满足职业卫生要求；采取积极的火灾防治措施，可有效避免井下各种火灾事故的发生；采用有效的防治水措施消除井下涌水对生产的安全影响，防止和有效处理灾害性突水的发生；有效地预防各种顶板事故，减少顶板事故伤害等。总之，按本安全专篇设计的实施，能使矿井的生产安全符合各种规程、规范和标准的要求，能较好解决矿井的安全问题。但由于煤矿安全生产的复杂性和不可预见性，生产时可结合矿井实际情况作适当修改，以满足矿井安全生产的需要。
四、待解决的主要问题
1．加强对井田内小窑、老窑、采空区开采和积水情况的调查，并将具体位置标注在井上下对照图上，在采掘过程中，要做到“有疑必探，先探后掘”，采取有针对性的探放水措施，防止老空区对本矿的威胁；
2．井田深部勘探程度较低，煤层变化大，生产过程中应加强巷探工作；
3. 有条件时，应考虑煤炭的深加工，就地增值；
4. 本矿若另有其他与本方案中技术指标类似的设备，亦可使用，以节省投资；
5. 在开采过程中，必须对地面建筑物进行实测上图，并留设好保护煤柱，不得进入保护煤柱下开采；
6. 进一步作好矿井瓦斯地质工作，为矿井瓦斯管理工作提供可靠资料；
7. 浅部小窑采空区对矿井安全生产带来严重威胁，应采取有效措施控制开采范围，严禁越界开采；
8．由于井田地表局部存在山体滑坡的可能，对开采可能引发的地质灾害，应加以密切的注意，采取切实可行的防范处理措施。对已在地面出现的地裂缝应做好治理工作；
9. 由于水文地质工作程度较低，其矿井涌水量准确性较差，矿井生产建设期间应注意收集相关资料，确定矿井涌水量，以利于今后的生产。
10. 尚未进行瓦斯鉴定报告、煤尘爆炸性鉴定、煤炭自燃倾向性鉴定、煤与瓦斯突出鉴定等工作，煤矿必须尽快进行上述几项工作。以便为矿井提供可靠安全基础资料。
第一章 矿井概况及安全条件
第一节 井田概况
一、地理概况
平山煤矿位于赫章县城的东面，矿山地理坐标为：东经104°49′14″-104°50′38″，北纬27°10′46″-27°11′46″；行政区划属赫章县平山乡管辖，平山煤矿南部距平山乡政府直距约8.0公里。矿区平面上呈“梯形”状，东西长1700米，南北宽1780米，面积约2.759平方公里，矿山由四个拐点坐标圈定。
赫章—毕节的“326”国道从平山煤矿的南面约8.0公里处通过，由平山煤矿至赫章县城约30km，由平山煤矿至平山乡政府直距约8.0km，区内有简易的乡村公路同326国道相通，交通方便（详见交通位置图）。
该区位于云贵高原乌蒙山区，属高原侵蚀地貌，地形切割强烈，地势北东高南西低，区内海拔标高1802.5—1345.8m，最高点位于矿区北西部，海拔标高1802.5m；最低点位于矿区南西部，海拔标高1345.8m，相对高差456.7m。
矿区地形较陡，属中低山地貌。有公路、居民点分布于矿区西北侧。含煤地层多被第四系坡积物覆盖。
矿区所处位置在水系上属长江水系乌江上游六冲河流域，水流汇入矿区北东的六冲河。区内冲沟发育，并呈树枝状分布，雨季溪水暴涨，枯水季节流量小至干枯。
该区属亚热带季风气候区。据赫章县气象局资料，最高气温34.1℃，最低气温-9.6℃，年平均气温13℃，无霜期为每年265天，年平均降水量为1243.5mm，多集中在6—8月，此段时间内将雨量累计可达670—680mm。平均风速为2.3m/s，最高风速为20.0m/s。年平均相对湿度为78％。
据《中国地震裂度区划图》（GB19306-2001）,区内地震基本裂度为VI度。
二、主要自然灾害
矿区主要自然灾害有顶、底板、瓦斯、粉尘、火灾、水害、地表崩塌、滑坡等。
三、小窑分布及开采情况
根据调查，煤层露头线附近有三个老窑存在，采深不大，一般在50—100m，现已关闭。本次地质报告提供的图纸未圈出老窑开采范围，因此矿井必须补作该方面的工作，切实掌握老窑开采范围，由此，本矿必须立即弄清老窑积水情况，并标绘在矿井井上下对照图和采掘工程平面图上，要注意探放水工作，特别是在采空区或老窑附近采煤时，要采取“有疑必探，先探后掘”的探放水措施，防止采空区积水及老窑积水的突然涌出。
四、矿区水源、电源及通信情况
1.水源条件
区内井泉分布在后山村寨附近，流量受大气降水制约，旱季小，雨季略大，一般仅供生活用水。井田北东部有一河流（六仲河）自西向东流过，一般流量为30m3/s,洪水期流量为150m3/s。该河为季节性河流，枯水期水小。矿井取水点距离矿井工业广场约0.5公里，水量60m3/h，取水点标高1570.0m，本矿在取水点设水泵抽水至矿井地面高位水池。
1）工业用水：主要利用处理后矿井水，不足部分由矿区外0.5公里的沟谷取水点补足，其常年流水，可作为矿山工业、生产用水。
2）生活用水：矿区外0.5公里的沟谷取水点水质指标及毒理学指标均未超过《生活饮用水卫生标准》(GB5749—85)，可作生活饮用水。
2.电源条件
该矿一回路电源由平山乡10kv变电站引入矿区，供电距离约0.8公里；另一回路由野马川镇10kv变电所引入矿区，供电距离约1.1公里；供电较为方便，能保证矿井正常生产。
3、通信
⑴行政及调度通信
设计选用DDK－3A型矿用行调合一电话站。井下通过安全栅成为本安型通信，井下和地面的重要部门可设置成直通用户。与外界联系采用程控电话。
⑵信道
信道均为音频电话输送，下井电缆为两根HUVV—10×2×0.8型矿用电缆，沿主斜井引入井下。工业场地为专动照网同杆架设。场地通信线网与场地动照网同杆架设。
第二节 安全条件
一、地层
普查区所在大地构造位置处于扬子准地台黔北台隆威宁北西向构造变形区，区域上则位于东西向的可乐向斜南东翼。
可乐向斜为一呈东西向的宽缓对称向斜，该向斜轴部南西端由侏罗系中下统地层组成，至北东端则渐变为由三叠系中统地层组成，两翼依次出露三叠系下统永宁镇组、飞仙关组，二叠系上统长兴组及大隆组、龙潭组及峨眉山玄武岩，二叠系中统茅口组等，南西翼倾角20～30°，一般为 28°。
区内出露的地层由老至新有二叠系中统茅口组（P2m）、二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3β）、龙潭组（P3l）、长兴+大隆组（P3c+d）、三叠系下统飞仙关组（T1f）、永宁镇组及上覆于上述地层之上的第四系（Q）。现由老至新分别简述如下：
1、二叠系
1）中二叠统
茅口组（P2m）岩性为浅灰、深灰色厚层、块状灰岩，夹白云质灰岩、燧石灰岩。厚大于100米。
2）上二叠统
a、峨嵋山玄武岩组（P3β）
灰绿、暗绿色杏仁状、气孔状、致密块状玄武岩。厚50-100米。
b、龙潭组（P3l）
深灰、灰黑色粉砂岩、泥质粉砂岩、细砂岩、粘土岩、泥岩及煤层组成。按含煤岩系及岩性组合特征将其分为三段。
a）第一段（P3l1）
灰-灰黄色粉砂质粘土岩、泥质粉砂岩、粉砂岩为主，夹细砂岩、泥岩、粘土岩及煤层，含煤5—8层，其中M73煤层为区内可采煤层，其于煤层薄均为不可采煤层，底部为灰白色凝灰质粘土岩。厚55.0-85.8米。
b）第二段（P3l2）
灰、深灰色薄、中厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩为主夹粘土岩、页岩、粉砂岩、细砂岩及煤层，含结核状、似层状菱铁矿，含煤3-5层，煤层较薄，煤层厚度变化大,均不可采，底部以厚约2.0-6.80米的细砂岩为分层标志（B12）。产植物化石及碎片。厚60.2-76.0米。
c）第三段（P3l3）
灰、灰黄色薄至中厚层泥质粉砂岩、粉砂岩夹细砂岩、粘土岩及煤层。含7-11层煤,含可采煤层一层(M18),M18煤层较稳定,局部含0.05米一层粘土岩夹矸,厚1.93-2.07米， M29厚0.58-0.73米,煤层不稳定，为区内局部可采煤层；本段底部以厚1.3-14.0米的细砂岩(B8)及顶部以全区稳定、可采的M18煤层（B4）为划分上、下段地层的标志，本段为区内主要含煤地层。厚65.2-76.0米。
d)、长兴+大隆组（P3c+d）
灰至灰黄色粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩夹薄层泥灰岩。含2-3层煤,煤层不稳定，为区内不可采、局部可采煤层。本段厚43.6-73.0米。
2、三叠系
出露三叠系下统飞仙关组（T1f）及永宁镇组(T1yn)。
1)、飞仙关组（T1f）
灰绿、紫红色泥质粉砂岩、粉砂岩、砂质粘土岩夹灰岩。厚450-550m。按岩性组合特征可将其分为二个段。
(1)第一段（T1f1）
灰、灰绿色（风化呈褐黄）中厚层、厚层状含钙质、粘土质粉砂岩与泥质粉砂岩。厚90-135米。
(2)第二段（T1f2）
紫红色中厚层、厚层状泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，局部夹灰色中厚层状灰岩。厚360-460米。
2)、宁镇组(T1yn)
灰、肉红色色薄至中厚层状灰岩、泥质灰岩及钙质泥岩，顶部为白云岩。厚＞200米。
3、第四系（Q）
分布零星，岩性为泥砾、砂砾、粘土及砂、砾石等残积及冲积层，分布于低洼地带。厚0-20米。
二、构造
普查区所在大地构造位置处于扬子准地台黔北台隆威宁北西向构造变形区，区域上则位于东西向的可乐向斜南东翼。
北西翼倾角10°－30°，南东翼倾角20°－30°。区内地层呈单斜产出，倾向为325°-350°左右，倾角这25°－30°，一般为28°左右；矿区南东及北西面的F30、F31正断层从矿界边通过，分别破坏了煤层的连续性，由于其为正断层，对今后的开采可能有充水影响，矿界区内未发现较大的断裂构造，区内小褶皱较发育。
综上所述，本区总体为一单斜构造，地质构造属中等复杂类型。
三、煤层
1）含煤性
矿区内的煤系地层为二叠系上统龙潭组（P3l）、长兴+大隆组（P3c+d），是一套海陆交替相沉积，主要由灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粘土岩及煤层组成的韵律层。总厚度165～255米。含煤约13层，煤层总厚6.43m，含煤系数3.2﹪，可采煤层2层（M18、M73），可采总厚度约2.85米，可采煤层含煤率为1.4﹪,局部可采煤层1层（M29）。长兴+大隆组（P3c+d）由飞仙关一段底至B4(M18)顶，厚43.6-73.0米，所含煤层均不可采；龙潭组（P3l）按该煤系岩性特征及含煤情况可将其分为三段:第三段（P3l3）由B4（M18）顶至B8细砂岩标志层底，厚65.2-76.0米，含可采煤层1层，编号为M18,厚1.93-2.07米,局部可采煤层一层,编号为M29煤层,厚0.58-0.73米；第二段（P3l2）由B8标志层底至B12细砂岩标志层底，此段厚60.2-76.0米，本段不含可采煤层及局部可采煤层；第一段（P3l1）由B12标志层底至峨嵋山玄武岩组（P3β）顶，含可采煤层一层(M73),厚0.73-0.85米,煤层相对稳定,结构单一，其余煤层均为不可采煤层；本段其顶部为一层灰色中厚层状细砂岩，具水平层理及微波状层理，此层岩石抗风化力强，在地表常呈陡坎状凸起，此段厚43.7-47.94米。矿区内可采煤层为M18、M73煤层。
2）煤层对比
根据矿区煤系、煤层的具体情况，选用标志层、煤层间距及煤层本身特点三种方法对煤层进行对比。
1））、标志层简要特征
区内主要有如下三个标志层：
B4(M18)标志层：为区内主要可采煤层，厚2.0米左右。
B8标志层：位于煤系中下部，为一层浅灰色细砂岩(局部为粉砂岩)，具水平层理及微波状层理，厚1.30-14.0米左右。
B12标志层：位于煤系下部，为一层浅灰色细砂岩，厚2.0-6.8米左右。
2））、各煤层的对比依据
M18煤层：黑色，块状煤，由暗淡-半亮型煤及半暗型煤组成，煤层结构较简单，局部含1层粘土岩夹矸，煤层厚1.93-2.07米，一般厚2.0米。顶板多为灰色粉砂质泥岩，底板为灰色粘土岩。
M73煤层：黑色，碎块状，由暗淡及半亮型煤含镜煤条带组成，结构单一，一般不含夹矸，煤层厚0.73～0.85米，一般厚0.750米，顶板为灰色泥质粉砂岩，底板为灰色泥岩。详见煤层特征表
表1-4-1 煤 层 特 征 表
四、煤质
根据地质报告，各煤层样品原煤的分析结果，详见煤质特征见表：
矿区内煤层特征大体相似，肉眼观察，煤岩呈黑色或深灰黑色，多为玻璃、金刚光泽，性脆，阶梯及参差状断口，条带状结构为主，层状构造，节理发育，常见少量细脉状、结核状黄铁矿。煤岩类型宏观上以半亮煤为主，次为半暗煤及暗煤。
据1/20万区域资料，煤岩组分以凝胶化物质及丝炭化物质为主。矿物组分以黄铁矿、碳酸盐类为主，次为石英、粘土矿物等。显微结构以条带状为主，次为细条带状。
据外围勘探资料：各煤层的其它各种元素含量均达不到工业要求，其中磷（P）在原煤及精煤中的含量均小于0.01%。
区内可采煤层外观均呈黑色，光泽多为玻璃光泽。
M18煤层：原煤水分(Mad)1.35%，灰分(Ad)26.67%，挥发分(Vdaf)7.74%，硫分(St,d)1.06%，发热量(Qb,daf)32.27MJ/Kg。
M73煤层：原煤水分（Mad）1.58%，灰分(Ad)26.65%，挥发分(Vdaf)8.86%，硫分(St,d)1.10%，发热量(Qb,daf)32.95MJ/kg。
表1-4-2 煤质特征表
根据原煤分析结果，按中华人民共和国国家标准，煤炭质量分级，第1部分：灰分（GB/T 15224.1-2004）的规定；第2部分：硫分（GB/T 15224.2-2004）的规定；第3部分：发热量（GB/T 15224.3-2004）的规定，矿区内M18煤层原煤属中灰、低硫、特高热值煤，牌号为无烟煤。M73煤层原煤均属中灰、低硫、高热值煤，牌号为无烟煤。煤炭主要满足当地民用煤的需求，销售产品为原煤，暂不考虑深加工。
五、瓦斯、煤尘、煤层自燃及地温、顶底板
1. 瓦斯、煤尘和煤的自燃性
①瓦斯: 该矿性质为解决民用煤问题的农村自用煤矿变更为合法矿井，未作瓦斯等级鉴定工作，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井瓦斯鉴定资料，该区域瓦斯含量较高，所以本矿按高瓦斯矿井进行设计管理，在生产过程中及时补作瓦斯等级鉴定工作，并加强矿井通风，采取有效的预防措施，防止矿井瓦斯聚集，严格执行《煤矿安全规程》的有关规定，保证矿井安全生产。本次设计参照可乐向斜南东翼的邻近矿井瓦斯鉴定资料，选择其中瓦斯、二氧化炭碳涌出的最大数据为依据，即矿井绝对瓦斯涌出量5.12m3/min，相对瓦斯涌出量29.24m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.84m3/min，相对涌出量5.08m3/t。
本设计根据该鉴定报告及邻近矿井调查的结果，按高瓦斯矿井进行设计和管理。在开采过程中应加强通风及瓦斯检测记录，防止局部瓦斯积聚，必须关注瓦斯涌情况，根据情况采取措施。矿井在建设及生产期间必须进行瓦斯含量、瓦斯涌出量的测定，并定期进行瓦斯等级鉴定。
②煤尘: 该矿未作煤尘爆炸危险性鉴定，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，该根据赫章各生产煤矿分别对煤层取样鉴定结果，均有煤尘爆炸性危险。所以两煤层的煤尘按有爆炸性危险管理，在煤矿开采生产过程中应坚持湿式作业，搞好防尘工作，应尽量降低巷道和工作面中煤尘的含量，作好相应的安全防范措施，以防止造成煤尘及瓦斯爆炸事故的发生。在建井期间及时补作各煤层的煤尘爆炸性鉴定，以便指导矿井安全生产。
③煤炭自燃: 该矿未作煤炭自燃倾向性鉴定，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，该区域煤层自燃倾向属Ⅱ类（自燃煤层），所以两煤层的煤炭均按自燃矿井管理。在建井期间及时补作各煤层的自燃倾向性鉴定。
2.煤与瓦斯突出
该矿未作煤与瓦斯突出鉴定，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，该区域未发生过煤与瓦斯突出，建设期间暂时按有煤与瓦斯突出矿井管理。在建井期间及时补作煤与瓦斯突出鉴定。
3.地温
本井田属地温正常区，无热害影响。
4. 煤层顶、底板
限于条件未采样测试煤层顶、底板的物理、机械性质，仅根据观察坑道、小窑并访问当地老窑工知：区内煤层顶板多为粉砂岩或泥质粉砂岩，一般较稳固，底板则多为粘土岩，遇水后常易产生膨胀、底鼓现象。
①松散覆盖层：井田内残坡积、崩积物，岩石碎块、粘土等松散覆盖层，属非稳定地层，遇水稳定性差，易垮塌，在特殊环境下易造成滑坡、泥石流等地质灾害。
②上覆及下伏岩层工程地质特征：煤系地层上覆岩层碳酸盐类一一砂岩类工程地质岩组。碳酸盐岩类，岩性为石灰岩，坚硬一一半坚硬，抗压强度69Mpa左右。钙质粉砂岩类，节理裂隙发育，且多被方解石脉充填，抗压强度略低。下伏地层属岩浆岩类，岩性玄武岩，岩石坚硬，单轴抗压强度81Mpa。
③岩石工程力学指标：根据最新煤田(矿)地质工程技术手册，用某些岩石捣碎法与规则试件搞压强度试验结果比较，参照赫章地区测试结果，各种岩石的力学指标如下：
泥岩：强度低，水稳定性差。胀缩性变化大。抗压强度一般为0．21—10．1Mpa。
粉砂质泥岩：泥质结构，节理裂隙发育，水稳定性差，强度低，抗压强度一般为3.04—8.65Mpa。
粉砂岩：易风化破碎，强度较低、水稳定性差。抗压强度一般为9.38—33.92Mpa。
细砂岩：夹泥质、裂隙发育，易破碎，强度低，水稳定性差。抗压强度8.3 Mpa。
石灰岩：岩石坚硬、强度较高。稳定性好，抗压强度69.27 Mpa。
M18煤层：顶板多为灰色粉砂质泥岩，底板为灰色粘土岩。
M73煤层：顶板为灰色泥质粉砂岩，底板为灰色泥岩。
据此，采煤过程中，仍需对矿井加强顶、底板管理，适时支护，特别在遇见有小构造的地带，更应严防冒顶、片帮、底鼓等不良工程地质问题发生。
六、水文地质
该区位于云贵高原乌蒙山区，属高原侵蚀地貌，地形切割强烈，地势北东高南西低，区内海拔标高1802.5—1345.8m，最高点位于矿区北西部，海拔标高1802.5m；最低点位于矿区南西部，海拔标高1345.8m，相对高差456.7m。
本区属中亚热带季风气候区，年平均气温为13℃，最高34.1℃、最低-9.6℃。年平均降雨量1243mm，多集中在6-8月，此段时间内降雨量累计可达670-680mm。平均风速为2.3m/s，最高风速为20.0m/s，多为东风。
1）区域河流、井、泉
区内井泉分布在村寨附近，流量受大气降水制约，旱季小，雨季略大，一般仅供生活用水。井田无河流通过，该溪沟为季节性，枯水期水小。地表水排泄条件尚好，当地最低浸蚀基础面标高为1650米。
2）区域含、隔水层分布及特征
区内出露的岩石以碎屑岩（玄武岩）为主，其次为碳酸岩，按含水介质划分地下水类型，以基岩裂隙水为主，其次为岩溶水及松散层孔隙水。松散层孔隙水出露较少，且无供水意义。根据对矿区及外围的调查，井泉出露较少，常年性溪沟发育，为当地主要饮用水源，其调查结果见下表：
表1-4-3 地表地下水调查结果表
1）、基岩裂隙水
其地层主要为飞仙关组(T1f)、长兴+大隆组（P3c+d），龙潭组（P3l）、峨嵋山玄武岩（P3β），其岩性是以砂岩、砂页岩为主，其次为泥页岩、大山碎屑岩，凝灰岩，含少量基岩裂隙水，多呈悬挂泉或间隙小泉点出露，并受大气降雨与植被发育程度的控制，水量小，泥页岩、玄武岩可视为相对隔水层。现分述如下：
下三叠统飞仙关组（T1f）含水岩组：岩性主要为灰绿、紫红色泥质粉砂岩、粉砂岩、砂质粘土岩夹灰岩。厚450-550m。含裂隙水，无泉点出露，调查溪流1处，流量为1.38l/s，富水性中等。为中等含水岩组。
上二叠统长兴+大隆组（P3c+d）含水岩组：灰至灰黄色粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩夹薄层泥灰岩。含2-3层煤,煤层不稳定，为区内不可采、局部可采煤层。本段厚43.6—73.0米。含裂隙水，无泉点出露,为弱含水岩组。
上二叠统龙潭组（P3l）含水岩组：为深灰、灰色粉砂岩、泥质粉砂岩、粘土岩、少量灰岩及煤层组成。顶部以M18煤层与长兴组分界。含裂隙水，无泉水出露，调查溪流4处，流量0.26-0.86 l/s,含水性及导水性均差，富水性弱。为弱含水岩组。
峨嵋山玄武岩组（P3β）含水岩组：为灰绿色、暗绿色、杏仁状、气孔状、致密块状玄武岩。厚大于50m，含裂隙水，无泉点出露，富水性极弱，为相对隔水层。
2）、岩溶水
下三叠统宁镇组(T1yn) 含水岩组： 为灰、肉红色色薄至中厚层状灰岩、泥质灰岩及钙质泥岩，顶部为白云岩。厚＞200米。含岩溶水，调查泉点2个，流量为10.01-10.35l/s，据调查，雨季更大，为富水性强的含水岩组。
中二叠统茅口组（P2m）含水岩组：岩性为浅灰、深灰色厚层、块状灰岩，夹白云质灰岩、燧石灰岩。厚大于100米。含岩溶水，调查泉点2个，水库1处,流量为10.45-18.56l/s，据调查，雨季更大，为富水性强的含水岩组。
3）、孔隙水
主要分布于第四系松散层中，其岩性溪沟中为冲洪积砂石层，洼地中为洪积—坡积物砂，砾石与亚粘土、亚砂土混合层，分布零星。该类松散层孔隙水，由于补给、赋存性能差，除了畜水农作外，其无供水价值，为透水而不含水层。
4）地表水、地下水及其联系
a、地层岩石是形成地下水的最基本条件，普查区地下水主要赋存于基岩裂隙之中，为大气降水和地表水的渗入补给提供了有利条件。
b、基岩裂隙是地下水迳流、排泄通道。
c、地貌是控制地下水的补给、迳流、排泄的重要条件。经调查，该区的地下水补给、迳流区基本一致，并在地质、地貌、岩性有利汇水的条件下，在河（沟）谷低洼处形成地下水排泄带。
综上所述，矿区内地下水补给水源主要靠大气降水。矿井直接充水含水段，主要是含煤地层及上覆岩溶含水层，富水性中等，水文地质类型属溶隙裂隙充水矿床，水文地质条件中等。在开采过程中应注意老窑积水。
4）矿井充水因素分析
充水因素包括充水水源，充水通道，充水方式三个因素，矿井直接充水水源来自飞仙关组(T1f)、长兴组（P3c）及龙潭组（P3l）砂泥岩中的地下水。间接水源主要是大气降水，其补给含水岩组并转化为地下水，然后以直接水源的形式涌入坑道。矿井充水通道主要为风化和构造成因形成的裂隙。由于煤层本身富水差，其顶板以砂泥岩构成，矿井充水主要是因开采破坏上覆地层岩石完整性而产生的裂隙致地下水沿裂隙进入矿坑，属间接充水方式。
除上述因素外，矿井水还有顶板的裂隙水，小窑水，老空水，现分述如下：
①．顶板裂隙水：主要是矿井采掘活动中，从顶板裂隙进入矿井的水，主要充水因素为地表的河流和飞仙关组第二段的岩溶水。
②．小窑水，在煤层露头线浅部，历史上造成的乱采烂挖留下的小煤窑、老煤窑均已灌水。矿井开采中应防范小窑水，老窑水的突发透水事故。
③．老空水：随着开采面积和深度的增加，浅部老空水及上覆煤层老空水可能导入井下，在矿井开采下伏煤层时应注意老空水的危害。
5）矿井涌水量
综上所述，开采煤层后，地下水水力联系增强，开采时要予以重视和监测。矿坑涌水量大，井田内水文地质条件属简单---中等复杂类型。
根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，矿井正常涌水量20m3/h；最大涌水量70 m3/h。
建议矿井在建设生产中注意收集有关水文地质资料，对矿井的充水因素，补给条件、涌水量进行分析和测定，以便为矿井的生产提供指导，达到安全生产的目的。矿井在生产过程中必须加强探放水的措施，坚持有掘必探、先探后掘、先探后采的原则。
七、对矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在的问题
1、对矿井地质勘探安全工作条件的评价
贵州省地质矿局一一三地质大队2006年7月在该区作过勘查地质工作，提交了《贵州省赫章县平山煤矿普查地质报告》，对矿区作了储量计算。由于该矿为农村自用煤矿，只有《普查地质报告》，且勘探程度较低，矿井资源/储量不完全可靠。
根据贵州省地质矿局一一三地质大队2006年11月提交的《贵州省赫章县平山煤矿普查地质报告》，认为平山乡平山煤矿煤层赋存较稳定、储量较丰富，地质构造较复杂，工程及水文地质条件复杂，矿区交通便利，资源可靠，开采技术条件一般。
但目前为普查阶段，按要求达到详查阶段后，储量将大幅度增加。
通过上述地质勘探工作，认为本井田资源可靠。主采煤层赋存稳定，构造简单，全区可采。根据原煤分析结果，按中华人民共和国国家标准，煤炭质量分级，第1部分：灰分（GB/T 15224.1-2004）的规定；第2部分：硫分（GB/T 15224.2-2004）的规定；第3部分：发热量（GB/T 15224.3-2004）的规定，矿区内M18煤层原煤属中灰、低硫、特高热值煤，牌号为无烟煤。M73煤层原煤均属中灰、低硫、高热值煤，牌号为无烟煤。
水文地质条件中等复杂，顶板多为泥质粉砂岩，一般较稳固，底板则多为泥岩，遇水后常易产生膨胀、底鼓现象。
2、存在的问题和建议
1）建议对井田附近的老窑开采情况和采空积水情况进一步调查清楚，在图上标注明探水警戒线，在接近老空开采范围附近时，在采掘过程中应坚持“有凝必探，先探后掘”的原则，加强探放水工作，严加防范，防止透水伤人事故的发生。
2）建议进一步进行勘查工作，提高资源/储量级别，以便合理利用和保护资源。
3）开采过程中除应加强对瓦斯浓度的检测及矿井通风外，还应采取有效的预防措施，防止瓦斯超限和聚集，更应加强矿井瓦斯含量测定及通风工作，确保安全生产。以往的勘探工作对矿井瓦斯、煤尘、自燃、矿井水文地质等工作不够深入。
建议：
（1）矿井生产过程中进行瓦斯含量及瓦斯涌出量的测定，定期进行瓦斯等级鉴定，获得可靠的瓦斯数据；
（2）进一步加强水文地质工作，切实弄清地表水和地下水、矿井充水因素、矿井涌水量等资料；
（3）切实弄清矿区内的小煤窑开采范围和老窑、采空区积水情况。
（4）及时探清断层产状、性质等，为下一步的开采提供地质依据。
（5）生产过程中切实作好测量工作，防止破坏村寨保护煤柱造成房屋垮塌。
（6）建议矿井在建设生产中注意收集有关水文地质资料，对矿井的充水因素，补给条件、涌水量进行分析和测定，为矿井的生产提供指导，达到安全生产的目的。
第三节 矿井设计概况
一、工程性质
赫章县平山煤矿原性质为农民生活自用煤矿。赫章县国土资源局根据原国家及贵州省相关文件精神，于2003年3月23日颁发赫民煤〖2003〗第15号，赫章县后山(现名平山)煤矿采矿证（毕节地区农民生活自用煤采矿许可证）。根据贵州省相关文件精神，此类煤矿符合将原县颁发采矿证变更为省国土资源厅颁发采矿证的条件。
二、井田开拓开采
1.矿区范围：
平山煤矿位于赫章县城的东面，矿山地理坐标为：东经104°49′14″-104°50′38″，北纬27°10′46″-27°11′46″；行政区划属赫章县平山乡管辖。矿区平面上呈“梯形”状，东西长1700米，南北宽1780米，面积约2.759平方公里。
井田范围拐点坐标表 表2-1-1
2.储量
根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年11月份提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及贵州省国土资源厅2006年12月下发的黔国土资储备字[2006]128号关于《贵州省赫章县平山煤矿普查地质报告》矿产资源储量评审备案证明文件和贵州省国土资源勘测规划院黔国土规划院储审字[2006]164号《贵州省赫章县平山煤矿普查地质报告》矿产资源评审意见书，核实截至2006年7月止，赫章县平山乡平山煤矿保有资源/储量489.7万吨，其中：推断的内蕴经济资源量（333）258.5万吨，预测的资源量（334）？231.2万吨, 含村寨煤柱42.5万吨。
煤层资源/储量汇总表
本设计将开采范围保有 (333)资源量258.5万吨和（334）？资源量的50%作为设计依据。
1、设计利用储量
设计利用储量：M= (333)+（334）？/2=216.0+231.2/2=331.6万吨
2、永久煤柱损失
本矿区范围内地面有村寨须保护，矿区边界煤柱留设20m，浅部煤层风氧化带、老窑采空区以下留20～25m的安全隔离煤柱；工业场地未压煤不留设保护煤柱；根据本设计的开拓巷道布置情况，每侧m留设20保护煤柱。
①边界煤柱：
18煤层边界煤柱=S边/cos28°×M×D×10-4
=45396/cos28°×2×1.5×10-4 =15.4万t
全部为（334）？，所以计入15.4÷2=7.7万t
73煤层边界煤柱=S边/cos28°×M×D×10-4
（334）？=22000/cos28°×0.75×1.5×10-4 =2.8万t
计入2.8÷2=1.4万t
(333) =1100/cos28°×0.75×1.5×10-4 =1.4万t
边界煤柱=18煤层边界煤柱+73煤层边界煤柱=7.7＋2.8=10.5万t
②井筒煤柱
18煤层井筒煤柱= S井/cos28°×M×D×10-4
=40000/cos28°×2×1.5×10-4 =13.60万t
73煤层井筒煤柱= S井/cos23°×M×D×10-4
=44000/cos28°×0.75×1.5×10-4 =5.6万t
全部为（334）？，所以计入5.6÷2=2.8万t
井筒煤柱=18煤层井筒煤柱+73煤层井筒煤柱
=13.6＋2.8=16.4万t
③：地面村寨塘煤柱
储量核实报告已经扣除，为42.54万t，不再重复计算。
由以上计算，须扣除煤柱损失合计为26.9万吨（不含地面村寨塘煤柱）。
2、 可采储量
矿区内18煤层厚度为2.0m,属中厚煤层；73煤层厚度为0.75m， 属薄煤层，本矿18煤层采区回采率按80%计算，73煤层采区回采率按85%计算。
可采储量=（设计利用储量－永久煤柱损失）×采区回采率
M18煤层：（205.5－10.5）×80%=156.0万吨
M73煤层：（126.1－16.4）×85%=93.25万吨
可采储量合计：249.25万吨。
3.设计能力及服务年限
平山煤矿设计生产能力为9万t/年，日平均生产能力为273吨，年工作日330天，每天三班作业，每天净提升时间16小时。
矿井服务年限按下式计算
服务年限＝可采储量/（井型×储量备用系数）
＝249.25/（9×1.5）＝18.5年
矿井在今后的生产过程中应加强地质工作，提高资源储量级别，增加矿井资源量，降低风险，达到延长矿井服务年限的目的。
4.井田开拓方式
该矿性质为解决民用煤问题的农村自用煤矿变更为合法矿井，原矿井巷道布置混乱,生产能力小,形成的采空区基本位于巷道两侧；目前在矿区东翼有一工业场地，井下仅有一提升巷可以改造利用，其它巷道基本无利用价值。目前根据矿区范围内的地形地貌特点，交通运输情况，煤层赋存及出露情况以及矿井建设所需工业场地大小；经设计人员多次现场踏探，结合业主意见，可以征地的情况，矿井开拓为以下方案：
本矿区所属区域总体上，煤层间距大，所以采取分层开采，先开采上部M18煤层，最后开采下部M73煤层。在矿区走向东部,利用原有工业场地布置工业场地，在工业场地布置主斜井、副斜井；主斜井倾角平均8º，方位角69º；副斜井利用现有巷道改造，倾角平均7º，方位角70º。回风斜井平均22º，方位角102º；运输下山、轨道下山与回风斜井平行，轨道下山布置于M18煤层中，运输下山布置于M18煤层底板中。两下山上部直接连接主斜井、副斜井。在此布置第一水平井底车场、井底水仓、硐室等巷道。回风斜井与主斜井同时施工。矿井采用一个水平布置。矿井划分两个采区。划分为一个水平，M18煤层为一采区，M73煤层为二采区。
后期开采M73煤层，在M73煤层露头线附近新作工业广场，沿M73煤层布置主斜井、副斜井、回风斜井。利用三井筒作采区下山，采区布置双翼开采。
矿井采区系统形成后，即可布置回采面进行回采。首采工作面为一个，11801布置在一采区东翼M18号煤层内，11801运输巷与主斜井相连，11801回风巷与回风下山相连，构成回采面进行回采；同时准备一采区西翼的11802运输巷和11802回风巷掘进头，形成完整的一个采区生产系统。
通风方式为边界抽出式。该方案开拓系统平、剖面图详见图。
矿井以一个炮采工作面，两个掘进头满足9万吨/年设计能力，采煤方法采用走向长壁式后退采煤法，矿井工业场地设在主斜井井口附近。
本方案新建井巷工程量为2910m（其中岩巷1375m）。
5.井筒用途、布置及装备
根据本矿开拓方案，初期开采一采区时，有三个井筒。
1、主斜井：岩石段采用锚喷支护，煤层段采用砌碹支护，铺设胶带运输机，担负矿井进风、煤炭、铺设管线和行人等任务用。
2、副斜井：采用工字钢棚支护，铺设18kg/m轨道，担负矿井进风、、矸石、材料、设备运输、铺设管线和行人等任务用。
3、回风斜井：采用工字钢棚支护，不铺设设备，担负矿井回风任务用。
井筒断面见井筒断面图，井筒特征见表2-4-1。
井筒特征表 表2-4-1
6.水平划分及标高
根据煤层的赋存情况及矿井所选用的开拓方式，设计采用斜井开拓。上、下煤层分层布置。划分为一个水平，M18煤层为一采区，M73煤层为二采区。矿井首先开采一采区，二采区作为接替采区。一采区采完后，再准备二采区。
7.通风方式
矿井通风方式：初期一采区通风方式为边界抽出式通风，后期二采区通风方式为中央并列抽出式通风。
8.采区划分
根据煤层的赋存情况及矿井所选用的开拓方式，设计采用斜井开拓。上、下煤层分层布置。划分为一个水平，M18煤层为一采区，M73煤层为二采区。矿井首先开采一采区，二采区作为接替采区。一采区采完后，再准备二采区。
9.开采顺序
1)采区间的开采顺序
一采区→二采区。
2)采区内区段间的开采顺序
区段下行式。
3)区段内的开采方式
同一区段内工作面为走向长壁后退式回采。
4）煤层间开采顺序
各煤层间开采顺序为由上往下开采，下行式开采。
10.采掘布置及装备
1）回采工作面
本矿采用走向长壁后退式开采，采煤工作面采用单体柱配合铰接顶梁支护顶板，错梁齐柱式布置方式，柱距0.8m，排距1.0m，“三、四”排控顶，最大控顶距为4.2m，最小控顶距为3.2m，放顶步距为1.0m，必须在切顶线加打密集柱切顶。全部垮落法管理顶板。工作面材料道每隔1m打一棵临时支护，煤壁落煤后及时挂梁，若顶板压力较大，可增设木垛。
采面上、下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护。采面上、下巷超前支护均为：靠近煤壁10 m段采用双排托棚支护，往外10 m采用单排托棚支护。
11.采煤方法
1）采煤方法的确定
根据矿井开拓方式、采区巷道布置及煤层赋存特点，本矿井采用走向长壁后退式采煤法，阶段内煤层的开采顺序为从上到下。
2）采煤工作面的回采工艺及装备
由于煤层倾角平均28°，煤层厚度为：M18煤2.0m、M73煤0.750m，回采工作面设计采用走向长壁后退式开采，采煤工艺采用炮采，采用全部垮落法管理顶板。
首采工作面布置在M18煤层，平均倾角28°。煤层顶板以粉砂岩为主，属软—中等坚硬岩石，容易冒落，有利于采用全部跨落法采煤方法；底板以粘土岩为主。设计采用全部垮落法管理顶板。工作面采用DZ22-30/100型外注式单体液压进行支护，工作阻力为30t/根，支撑高度为1640～2200mm，初撑力118～157KN；选用HDJA—1000型金属铰接顶梁。“三、四”排支护方式。柱距0.6m，排距1.0m，，最大控顶距为4.2m，最小控顶距为3.2m，全部垮落法管理顶板。回柱绞车选用JH-14型。支护时可在支柱底部加垫板，防止支柱插入底板。
3）工作面循环方式、作业方式的选择
采用“三八”作业制，三班采煤，边采边准。工作面长100m，年推进度320m。
4）工作面生产能力
本矿井年生产能力为9万吨/年，以一个采煤工作面达到生产能力，首采面布置在M18煤层（11801采面），工作面平均斜长100m，采用长壁后退式采煤法，煤层平均倾角为28°，年推进度320m。年生产能力为：
100×2.0×320×1.5×0.95＝9.12万t/a。
矿井掘进出煤按10%考虑为0.9万吨，则矿井年产量可达10.0万吨，满足矿井生产能力要求。
三、运输、提升、排水、通风及压气设备
1.运输设备
工作面设置刮板运输机运输，采面运巷采用胶带运输机运输，主斜井采用胶带运输机运输。
2.提升、运输设备
副斜井设计选用JT-1.2×1.0型防爆绞车，绳速VP＝1.5m/s，最大张力Fmax＝25kN；配套电机功率：45kW、660v；主机生产厂家配套供给电控设备。
选用圆股钢丝绳：6股7丝钢丝绳，d＝15.0mm，PK＝1.0125kg/m。
主斜井胶带运输机的传动滚筒为直径:800 mm, 胶带宽650mm，电动机2×22km。
胶带运输机、提升绞车的选型计算过程详见第七章井下其它灾害防治第四节提升运输事故的防治和装备。
3.排水设备
本矿采用斜井开拓，在采区底部布置水泵房和水仓，采用水泵将矿井涌水排出地面。选用100DF40×5型多级分段式离心泵三台，一台工作，一台备用，一台检修，其流量为Q=42m3/h，扬程为H=200m，配套电动机功率：N=45kw。排水管路为两趟，排水管选用DN=100mm的焊缝钢管。
排水设备的选型计算过程详见第六章第三节井下防水安全设施。
4.压风设备
本矿建井期间采用3台7655型凿岩机，后期开拓期间采用1台7655型凿岩机，每台凿岩机耗气量1.8~2.5m3/min本设计选用SM-455AMLGF-9.6/8-55G型空压机两台供岩石巷道掘进，出风量9.6m3/min，工作压力0.8Mpa，电机功率55kw。矿井建成后,采用岩石电钻,不再使用空压机。
5．矿井通风设备
选用FBDCZ-6№14-2×45型防爆轴流式通风机二台，一台工作，一台备用。风量18.9～45.6m3/s，负压526～1920Pa。电机功率N=45kw，型号YBFe315M-10。
掘进工作面采用局部通风机进行压入式通风，选用DSFA-5型局部通风机供风，功率为2×5.5kw，风量为150~250m3/min；采用直径为600mm的矿用阻燃风筒。
通风设备的选型计算过程详见第二章第二节矿井通风。
四、井上、下主要运输设备
（1）地面运输
该矿井所需的各种原材料、设备等均由公路运进。由于社会汽车运输力量富裕，矿井生产煤炭主要运用社会汽车运输。
（2）井下运输
工作面设置刮板运输机运输，采面运巷采用胶带运输机运输，主斜井胶带运输机运输，副斜井采用绞车提升。
五、地面生产系统
1.煤质特征及用途
本矿生产原煤为矿区内M18煤层原煤属中灰、低硫、特高热值煤，牌号为无烟煤。M73煤层原煤均属中灰、低硫、高热值煤，牌号为无烟煤。
煤层煤质特征详见表1-2-2。
2.煤的加工
由于本矿原煤主要作动力用煤和原料用煤，原煤不经洗选就可满足用户要求，故本矿暂不建洗选厂，只依托地形建一简易筛分系统，将原煤筛分成块煤(≥50mm)、粉煤(＜50mm) ，满足不同用户的需求。
3.主井生产系统
平山煤矿工业场地布置在主斜井井口西面，并充分利用地形特点，工业场地占地约30亩，为一缓坡地带，布置有储煤场、办公室、灯房浴室、器材库和消防材料库等，根据工业生产和辅助生产功能分别划出不同的功能区，结合地形尽量集中布置。机修车间、坑木房和坑木加工房设在主斜井井口西南面。
4.矸石系统
矸石仓设在工业广场，距井口约30m，矸石初期用于平整场地，后期运至排矸场堆放，待风化后进行复土造林。
为防止矸石堆放对环境造成污染，矸石堆场设有排水沟和防洪挡墙。
5.辅助系统
辅助生产区布置在副斜井北侧，布置有机修车间、任务交待室灯房浴室更衣室联合建筑、锅炉房等。
6.地面生产系统工艺流程：
地面生产系统工艺流程见图1-3-1。
1、 工业场地位置、工程地质条件及周围环境、防洪排涝标准及措施
地面工业广场位于主、副斜井附近，根据地形条件，工业广场场内无滑坡、溶洞、塌陷等不良地质，工程地质条件较好。
场内排水沿公路、边坡脚、挡土墙下布置，排水沟断面为0.4×0.4m2的矩形断面，用M5.0水泥砂浆砌片石，水沟跨越公路时增设盖板，盖板厚度0.16m。
2、场地及各种建、构筑物煤柱
工业场地及各种建、构筑物煤柱留设方式为建、构筑物边界外推15米，按自然塌陷角用垂线法留取。
3、地面建筑物保护措施
（1） 对矿井范围内的地面建筑物，必须按《“三下”采煤与煤柱留设规程》留设保护煤柱。矿井的采煤活动必须在保护煤柱以外进行。
（2） 不进入地面建筑物下进行采煤活动，不开采保护煤柱，保护好地面建筑物。
（3） 如必须对建筑物下煤层进行开采时，必须请有资质的设计单位编制专门的《建筑物下采煤设计》，并报上级主管部门批准后按《建筑物下采煤设计》进行开采。同时，对建筑物采取加固措施，设立地表岩移观测站，以观察建筑物破坏情况。
对地面零星的散居农户采取搬迁措施，以避免造成不必要的损失。
七、供电及通讯
1、 供电电源、电压、电力负荷、送变电方式
1）供电电源概述
该矿一回路电源由平山乡10kv变电站引入矿区，供电距离约0.8公里；另一回路由野马川镇10kv变电所引入矿区，供电距离约1.1公里；供电较为方便，能保证矿井正常生产。
2）电压
地面高压为10KV，地面低压为380V、220V，井下低压为380V，127V。
3）电力负荷
平山矿井生产能力为9万吨/a，斜井开拓，全矿安装设备38台(件)，其中工作设备32台(件)；设备总容量643.8kw，其中工作容量466.8kw；计算有功负荷为380.8kw，无功负荷342.2kvar，视在负荷471.4kVA，矿井年耗电2119500kwh，综合电耗为26.2kw•h/t煤。矿井电力负荷统计见表1-3-6。
4) 送变电方式
根据矿井电力负荷计算结果，考虑后期用电设备的增加，设计安装一台变压器中性点接地，为S9-315/10/0.4变压器供地面设备、地面用电和照明，一台变压器中性点接地，为S9-100/10/0.4变压器供地面风机、瓦斯泵的二回路；设计安装两台变压器，变压器中性点不接地，一台KS9-400/10/0.4变压器向井下用电设备供电；一台KS9-100/10/0.4变压器向井下掘进头局扇供电。
5）井下供配电
由地面低压配电室经主井向井下设备供电，各配电点及电缆由隔爆低压馈电开关引出。
井下用电设备共安装26台（件），设备总容量为371.8kw，其中工作容量269.8kw，计算有功负荷为214.8kw。
对掘进工作面的低压供电系统均采用“风电、瓦斯电闭锁”，局扇采用专用变压器、专用开关、专用电缆供电，每天应有专人检查1次，保证局部通风机可靠运转。井下绞车硐室、空压机等处设固定照明。
在井下排水沟中埋设一块主接地极，掘进头、采面运输巷等处低压配电点各设一块接地极，所有设备金属外壳均采用24×4镀锌扁钢与接地极作可靠接地连接，接地网上任意保护点测得的接地电阻不得大于2欧姆。详见井上下供电系统图。
表1-3-6 赫章县平山煤矿电力负荷统计表
安全监控该矿主要考虑瓦斯监控系统，地面设监控主机（KJ101）一台，打印机一台，调度终端一台；安设瓦斯传感器、负压传感器、设备开停传感器、风速传感器、水位传感器等对矿井瓦斯、负压、设备开停、风速、水仓水位等进行监测监控。详见第八章矿井安全监控。
该矿井为小型矿井计算管理系统，设计选用2台微型计算机，设置在调度室一台，作为生产管理用，另一台设置在财务，作为财务管理用。
3.通讯
⑴行政及调度通信
设计选用DDK－3A型矿用行调合一电话站。井下通过安全栅成为本安型通信，井下和地面的重要部门可设置成直通用户。与外界联系采用程控电话。
⑵信道
信道均为音频电话输送，下井电缆为两根HUVV—10×2×0.8型矿用电缆，沿主斜井引入井下。工业场地为专动照网同杆架设。场地通信线网与场地动照网同杆架设。
八、给水、排水、采暧通风及供热
1、 矿井水源
该矿井生产、生活及消防用水经估算总用水量为400m3/d。其中：生产、生活用水量为350 m3/d，消防用水量为50 m3/d。
地面生产、生活用水、消防用水和井下生产消防用水可供使用的水源为：距离矿井工业广场约0.5公里，水量60m3/h，取水点标高1570.0m，本矿在取水点设水泵抽水至矿井地面高位水池。
经贵州省疾病预防控制中心进行理化测试，总硬度（CaCO3）＜0.04 mg/l，氰化物＜0.002mg/l，砷＜0.01mg/l，镉＜0.01mg/l，汞＜0.001mg/l，根据GB/T5750-85执行标准(GB5749-85)：总硬度(CaCO3)≤1.0 mg/l，氰化物≤0.002mg/l，砷＜0.01mg/l，镉≤0.01mg/l，汞≤0.002mg/l，该水源可作为生活饮用水。
2、 给水量
该矿井生产、生活及消防用水经估算总用水量为310m3/d。其中：生产、消防、防尘用水量为300 m3/d，生活用水量为50 m3/d。
地面生产、生活用水、消防用水和井下生产消防用水可供使用的水源为矿井附近的溪水及地下涌出泉水。井下生产消防用水不足部分由排出地面的井下水经混凝土沉淀池沉淀处理后进行补充。
井下生产、消防用水，利用经处理后的矿井水。不足部分由地面生产、生活及消防用水水源补给。
3、 给水系统
矿井取水点距离矿井工业广场约0.5公里，水量60m3/h，取水点标高1570.0m，本矿在取水点设水泵抽水至矿井地面高位水池。
矿井生产、防尘、消防用水为一供水系统，生活用水为另一供水系统。在风井口场地附近山顶建50m3地面生活水池一座，350m3生产、防尘、消防水池一座，由水源处敷设DN65焊接钢管一条至水池，再由50m3地面生活水池敷设DN50焊接钢管一趟至工业场地和生活区，以静压供水方式向工业场地及生活区供水；由350m3生产、防尘、消防水池敷设DN80焊接钢管一趟至井下，水池的标高满足井下最高用水点几何高差35m的规定，所以采用静压方式向井下用水地点供水。50m3生活水池距工业场地的几何高差不得小于25m。
矿井生产、防尘水池设在回风斜井井口西侧+1647.5m标高的山上，容量350 m3，井下生产、消防、防尘地点最大标高为+1610m，距井下用水最高点的几何高差为37.5m，大于35m，采用静压供水方式向井下用水地点供水。
井下生产、消防、防尘用水为同一供水系统，经井下水处理站处理后的水进入350 m3地面水池，由350 m3水池通过DN80焊接钢管一条至井下各用水地点。
矿井生活水池设在回风斜井井口西侧+1647.5m标高的山上，容量50 m3，地面生活用水地点最大标高为+1600m，水池距用水最高点的几何高差为47.5m，大于25m，采用静压供水方式向地面用水地点供水。
地面水源点的水直接进入50 m3地面水池，由50 m3水池通过DN50焊接钢管一条至地面各用水地点。
4、 排水系统
综合楼内设排水管路设施，污水经室外直接排入污水处理池，然后达标排放。
5、 污水处理
污废水主要来源于矿井水，少部份为生活污水。
矿井水：井下设水仓，矿井水经沉淀后排出地面，进入水处理池，井下水的处理，要求经常加强对污水池的清理，经常投放一定量的生石灰，经污水处理后达标排放。处理达标后的污水可作为工业防尘用水。矿井水处理后，SS排放浓度低于70mg/l。
生产、生活污水处理：矿灯房酸性水经中和池处理；生活污水经化粪池处理，以上污废水经处理后达标排放。
6、 井上下消防洒水和供热系统
井上下消防洒水系统：由地面高位水池铺设消防洒水管路分别对井上、下消防洒水系统供水，在使用地点设置洒水管、喷雾喷嘴。
供热系统：主要考虑浴池供热，采用一台热水锅炉通过管道向浴池供热水。
九、主要技术经济指标
1.矿井生产能力：9万t/年；
2.矿井服务年限：18.5年；
3.矿井开拓方式：斜井开拓；
4.采煤方法：走向长壁后退式；
5. 井巷工程量为2910m，其中岩巷为1375m，煤巷1535m（新建2480m，利用430m）。
6.建井工期：22个月；
7.工作制度：矿井设计按年工作日330天计算，每天三班作业，每班8 h；
8.职工在籍总人数：182人；其中：专职安全劳动定员39人；
9.原煤生产人员工效：1.65t/工；
10.总投资：1188.52万元(含安全投资)，吨煤投资132.06元/t。
第二章 矿井通风
第一节 概述
一、井田瓦斯、煤尘爆炸性、煤的自燃倾向性、煤与瓦斯突出及地温情况
1. 瓦斯、煤尘和煤的自燃性
1）瓦斯
该矿性质为解决民用煤问题的农村自用煤矿变更为合法矿井，未作瓦斯等级鉴定工作，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井瓦斯鉴定资料，该区域瓦斯含量较高，所以本矿按高瓦斯矿井进行设计管理，在生产过程中及时补作瓦斯等级鉴定工作，并加强矿井通风，采取有效的预防措施，防止矿井瓦斯聚集，严格执行《煤矿安全规程》的有关规定，保证矿井安全生产。本次设计参照可乐向斜南东翼的邻近矿井瓦斯鉴定资料，选择其中瓦斯、二氧化炭碳涌出的最大数据为依据，即矿井绝对瓦斯涌出量5.12m3/min，相对瓦斯涌出量29.24m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.84m3/min，相对涌出量5.08m3/t。
本设计根据该鉴定报告及邻近矿井调查的结果，按高瓦斯矿井进行设计和管理。在开采过程中应加强通风及瓦斯检测记录，防止局部瓦斯积聚，必须关注瓦斯涌情况，根据情况采取措施。矿井在建设及生产期间必须进行瓦斯含量、瓦斯涌出量的测定，并定期进行瓦斯等级鉴定。
2）煤尘爆炸性
该矿未作煤尘爆炸危险性鉴定，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，该根据赫章各生产煤矿分别对煤层取样鉴定结果，均有煤尘爆炸性危险。所以两煤层的煤尘按有爆炸性危险管理，在煤矿开采生产过程中应坚持湿式作业，搞好防尘工作，应尽量降低巷道和工作面中煤尘的含量，作好相应的安全防范措施，以防止造成煤尘及瓦斯爆炸事故的发生。在建井期间及时补作各煤层的煤尘爆炸性鉴定，以便指导矿井安全生产。
3）煤层自然发火倾向性
该矿未作煤炭自燃倾向性鉴定，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，该区域煤层自燃倾向属Ⅱ类（自燃煤层），所以两煤层的煤炭均按自燃矿井管理。在建井期间及时补作各煤层的自燃倾向性鉴定。
2．煤与瓦斯突出
该矿未作煤与瓦斯突出鉴定，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，该区域未发生过煤与瓦斯突出，建设期间暂时按有煤与瓦斯突出矿井管理。在建井期间及时补作煤与瓦斯突出鉴定。
3.地温
平山煤矿属地温正常型矿井，其相邻的矿井在实际生产过程中从未发生过地温异常现象。
二、随着开采深度的增加，对瓦斯等级变化的预测
在矿井投产初期，瓦斯主要来源于掘进；矿井生产中期，瓦斯涌出以回采区为主；矿井生产后期，老空区瓦斯占相当比重。同时，随着开采深度的增加，不仅瓦斯涌出量增大，而且由于来自开采层及围岩的瓦斯涌出量的增高，矿井的瓦斯平衡也会发生有规律的变化，采空区瓦斯的威胁越来越严重。矿井一般在浅部开采时，通风条件较好，瓦斯不易聚集。但随着开采深入，尤其在深部，通风较困难，瓦斯易于聚集。因此，除加强监测工作外，更应加强机械通风和瓦斯抽放工作，切实加强井下通风管理及预防工作。所以在今后的生产过程中应注意观察瓦斯涌出情况，掌握本矿的瓦斯涌出规律，同时观察是否有瓦斯动力现象的发生。
第二节 矿井通风
一、通风方式和通风系统
1.矿井开拓方式
本矿采用斜井开拓。
2.通风方式
根据开拓部署及井下巷道布置，初期一采区通过方式为边界抽出式通风，后期二采区通过方式为中央并列抽出式通风。
3.通风线路
通风线路为：主斜井→运输下山→采面运输石门→采面运输巷→采煤工作面→采面回风巷→采面回风石门→回风斜井→引风道→地面。
矿井通风系统详见矿井通风系统示意图（大图）。
二、风井数目、位置、服务范围及时间
1.风井数目及位置
矿井初期投产时，只布置一采区，只有一个风井,井口位于主斜井口西侧。后期二采区另设计风井。
2.风井的功能、服务的水平和区域及时间
根据煤层的赋存情况及矿井所选用的开拓方式，矿井采用一个水平两个采区开采，水平标高为+1300m。矿井共划分2个采区，M18煤层为一采区，一采区主要开采M18煤层，M73煤层为二采区，二采区主要开采M73煤层。矿井首先开采一采区，投产后，二采区作为接替采区，初期回风斜井作一采区回风，初期一采区通风方式为边界抽出式通风；后期回风斜井作二采区回风，后期二采区通风方式为中央并列抽出式通风。
三、采、掘工作面及硐室通风
本矿井年生产能力为9万t，以一个炮采工作面达到生产能力，回采工作面采用U型通风。一个工作面配风10m3/s；硐室需专门配风。
掘进工作面采用DSFA-5型局部通风机供风作压入式通风，1个掘进工作面，掘进工作面配风为5m3/ｓ；局部通风机和启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧。风机将新鲜风经风筒送到掘进工作面，为了能有效的排出炮烟，风筒出口到掘进工作面的距离不能超过风流从风筒出口到转向点的距离，即风流的有效射程LR=(4～5)S0.5 (S为掘进巷道净断面积)。
局部通风机的使用必须注意以下几点：
1.掘进巷道贯通在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系的准备工作。贯通时，必须由专人在现场统一指挥，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查员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，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，2个工作面的入口必须有专人警戒。贯通后，必须停止盘区内一切工作，立即调整通风系统。待风流稳定后，方可恢复工作。
2.掘进巷道必须采用局部通风机通风。煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式，如果采用混合式，必须制定安全措施。长距离掘进由于阻力加大，会出现通风困难，可采用两台同型号、同功率局部通风机串联，以增加风压克服阻力，保证风量供给。
3.局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，离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，局部通风机安装地点到回风间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》（2006版）之第一百零一条的有关规定。
4.必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定。
5.严禁3台以上（含3台）的局部通风机同时向1个掘 进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。
6.使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。
四、井下通风设施及构筑物布置
根据矿井开拓、开采系统和巷道布置以及《煤矿安全规程》（2006版）要求，设计在必要位置设置相应的通风设施。为保证各采掘工作面和硐室的风量，并使风流按规定方向流动，在通风系统中设置有双向风门、调节风门、密闭等构筑物。
风门设计选用普通双向、两道为一组。风门设置应满足以下技术要求：
1.尽量避免在弯道和倾斜巷道中设置风门；
2.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；
3.结构严密，漏风小，向关门方向缓倾斜800～850；
4.正向风门应迎风流开启；
5.风门要求设置两组以上；
6.风门等通风构筑物的设置应坚固稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。需要调节风量的绞车房回风道安设了调节风门，其技术要求与风门相同。
不用或暂时不用的联络巷道设置永久风墙或临时性挡风墙。其技术要求如下：
1.永久性挡风墙。采用不燃性材料（如砖、料石、水泥等）建筑，墙上部厚≥0.45m，墙下部厚≥1.00m，墙前后5m内的支护要完好且为防腐支架；无积煤、片帮、冒顶；四周在煤中掏槽深度≥1.00m，在岩中≥0.5m，墙面要严实、抹平、刷白、不漏风。密闭内有水时，应在墙上装设U型放水管，利用水封防止放水管漏风。
2.对于服务期限短的临时性挡风墙，可用木柱、木板、可塑性材料等建造，木板需鱼鳞式搭接，用黄泥、石灰抹面，无裂隙，不漏风；要设在帮顶良好处，四周在煤中掏槽深度≥0.5m，在岩中≥0.3m；墙前后5m内的支护要完好且为防腐支架；无积煤；同时墙外要设置栅栏和警标。
根据矿井反风要求，必要地点设置常开风门。
为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，在回风井口处设置防爆门，引风道的长度比防爆门至井筒内引风道的开口位置的距离长10～15m，随时保证防爆门的完好并每6个月检查维修一次。主要和备用通风机的引风道与回风井之间的夹角为30°～45°，矿井主要通风机必须装有反风设施，并能在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供风量的40%。当井下发生火灾时经矿技术负责人的同意后可进行全矿性的反向通风。
矿井内的风门、调节风门、局部通风机的压送风筒、测风点、风墙及密闭等所有通风设施，应建立每天三班巡回检查制度，并有可靠的检测、监控设备。保证设施经常处于完好状态，确保风路畅通和通风系统的安全可靠。
五、安全逃生途径
1.矿井安全出口及保证措施
本矿井根据斜井开拓的具体布置，分别在主斜井、副斜井和回风斜井设有三个通往地面的安全出口，安全出口间的距离大于30m。井下采区内，通过联络巷道分别与三个井筒相连。为保证安全出口畅通，井下井巷交叉地点必须设置路标，表明所在地点，指明通往安全出口的方向。井下工作人员必须熟悉通往安全出口的路线，要求安全出口经常清理、维护。
2.井下避灾路线
根据井下发生灾害的地点不同或灾害类型不同，有不同的避灾路线。因此事故发生时时，在场人员应尽量了解和判断事故性质、地点及灾害程度，并由在场的负责人或有经验的老工人带领，根据当时当地的实际情况，选择安全路线或按预先规定的安全线路，迅速撤离危险区域。
井下发生冒顶事故时，要及时加强冒顶区的支护，全力营救被煤、矸埋住的人员。
1）水灾
井下发生透水事故时，应撤退到涌水地点上部水平，避免进入涌水附近的独头巷道。但当独头上山下部唯一出口被淹没无法撤退时，也可在独头工作面暂避。若是老塘老空积水涌出，则须在待避前快速构筑避难硐室，以防被涌出的有毒有害气体伤害。
采、掘工作面发生水灾时的避灾线路为：
（1）首采工作面避灾线路为：回采工作面→采面回风巷→回风斜井→安全出口→地面；
（2）掘进工作面避灾线路为：掘进工作面→回风绕道→回风下山→回风斜井→安全出口→地面。
2）火灾、瓦斯及煤尘爆炸
井下发生火灾、瓦斯及煤尘爆炸时，要立即通知附近的工作人员迅速撤除灾区，向火焰燃烧的相反方向迎着新鲜风流撤退，最好利用平行巷道，迎着新鲜风流绕过火区，沿新鲜风流流向的相反方向撤退，人从火区撤出时，必须带上自救器。
采、掘工作面的火灾、瓦斯及煤尘爆炸避灾路线（井下人员朝新鲜风流来向撤退出矿井）：
（1）首采工作面：井下人员由回采工作面→工作面运输巷→区段运输石门→运输下山→主斜井→地面；
（2）掘进工作面：掘进工作面→区段运输石门→运输下山→主斜井→地面。
井下避灾线路详见平山煤矿井下避灾线路图。
六、通风设备及反风
1.矿井风量、负压和通风设备选型
根据设计规范，小型煤矿只计算矿井困难时期的通风。矿井风量、风压的计算及通风设备的选型详见本节第七、八点的计算及选型。
2.通风机设置及要求
1）主要通风机必须装备两套同等能力的风机（包括电动机），其中一套运转，一套备用，备用的一套要求在10分钟内能够启动
2）矿井主要通风机要有两路直接由变电所馈出的供电线路，线路上不分接任何负荷。
3）新安装的主要通风机投入使用前，进行一次通风机性能测定和试运转工作，以后每5年进行一次性能测定。
4）按风机规格处理好安装场地，场地要有足够的空间，能使抽出的风能顺畅地排入大气。用于安装的地面须经硬化平整处理。
5）风机的安装使用必须符合《煤矿安全规程》（2006版）的有关规定。风机安装在煤矿风井风硐（即引风道）出口，以保证隔流腔换气管通大气，回风井口必须安装防爆门。
6）安装前必须检查风机是否有损坏或变形，并及时进行处理。
7）根据煤矿通风需要，选择合适的叶片安装角，并检查各部位螺栓的松紧程度和叶顶和保护环的间隙（间隙不得小于2.5mm）。在调节范围内，一般叶片安装角度增大时，风量增大，电动机功率也随之增大，反之亦然。叶片调整时，须打开轮毂盖板，松开叶柄上的双螺母即可进行。叶片必须对号入座，调整后的叶片角度必须一致，然后紧固螺栓，按标记上好盖板，盘车应轻松无卡滞现象。
8）安装和检修中，盖板、叶片不得任意调换。检查叶片时用硬刷清除掉叶片上的煤尘，用手摇动叶片看叶柄有无松动。叶片因腐蚀有小孔时必须更换，更换后的叶轮应进行静平衡。
9）风机集流器法兰与风井出风口联接处必须密封，并保证电机隔流腔换气管位于新鲜空气中，清理风机周围杂物。
10）按规定接地，并检查控制设备及保护装置，使之达到要求。经过长途运输或长期搁置不用的电机，在使用前必须测量定子绝缘电阻（绝缘电阻不得小于0.5MΩ），经检查合格后方可接通电源，试运行10分钟，若无异声即可投入正常运行。运行中要经常观察电压、电流，如不正常应立即停机检查。检修电动机时须认真保护防爆面和隔流腔的密封胶垫，一旦损坏应进行更换。
11）新安装的风机运行一小时后，应停机检查各部坚固件是否松动和所有焊缝有无开裂，当确认无问题后，再投入运行。风机必须经常运转，因故停机应打开防爆门，再重新使用时，应先开风机，当确认回风井中瓦斯浓度不超过0.75%时才关闭防爆门。
3.反风方式、反风系统及设施
1）反风方式
矿井利用轴流式通风机反转的方法反风。
在反风时，调换电动机电源的两相，可以改变通风机动轮的旋转方向，使井下风流反向。这种反风方法不需设置反风道，比较经济。反风必须在10min内改变巷道中的风流方向。当风流方向改变后，主要通风机供风量不应小于正常风量的40%。反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习。矿井通风系统有较大变化时，也要进行一次反风演习。主要通风机在停风期间，必须打开防爆门和有关风门，以便充分利用自然通风。
2）反风系统及设施
在通风系统中各种通风设施的配置已考虑，保证反风系统的形成，首采面反风路线为：新鲜风流→通风机→引风道→回风斜井→回风下山→采面回风巷→采面→采面运输巷→区段运输石门→运输下山→主斜井→地面。
4.井筒安全装备及设施
为保证行人安全，须在井筒内设置人行道。井巷交叉点，必须设置路标，标明所在地点，指明通往安全出口的方向，井下人员必须熟悉通往安全出口的路线。
七、矿井风量、风压及等积孔
1.风量计算
(1)按井下同时工作的最多人数计算矿井总风量。
Q=4×N×K
式中：N——下同时工作的最多人数，取60人。
K——风量备用系数，取1.25。
Q=4×60×1.25=300m3／min=5.0m3／s
(2) 按瓦斯相对涌出量计算
Q=0.0926TqK
式中：Q——矿井总风量；
T——矿井最大日产量，取340t；
q——矿井瓦斯相对涌出量，参照临近矿井的最大数据，取15.5m3/min/(t/d)；
K——井风量备用系数，取1.45。
则：Q=0.0926×340×15.5×1.45=720.2m3／min=12.0m3／s
(3)按分别法计算各需风地点实际风量
Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)•K
式中：∑Q采——采煤工作面风量， m3／s；
∑Q掘——掘进工作面风量之和， m3／s；
∑Q硐——独立通风硐室需要风量， m3／s；
∑Q其它——其它行人道和维护巷道风量之和，m3／s；
K矿—矿井通风系数，取K矿=1.25
①采煤工作面需风量计算
按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
Q采=100×q采×Kc
式中：Ｑ采－采煤工作面需风量，m3/min；
ｑ采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，取3.0m3/min；
Kc—采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，取2
Q采=100×3.0×2=600m3/min=10.0m3/s
按工作人员数量计算
Ｑ采=4ｎｊ
ｎｊ—掘进工作面同时工作的最多人数，取60
Ｑ采=4×60=240m3/min;
按工作面温度计算
Ｑ采=60Ｖｃ×Ｓｃ×Ｋｉ
式中：Ｖｃ－采煤工作面适宜风速，取1.0ｍ/ｓ；
Ｓｃ－回采工作面平均有效断面，取5.81ｍ2
Ｋｉ-工作面长度系数，取0.9
Ｑ采=60×1.0×5.81×0.9=313.74m3/min=5.23m3/s
工作面按炸药使用量计算
Ｑ采=25Aｃ
式中：Aｃ－采煤工作面一次使用最大炸药量，取9Kｇ
Ｑ采=25×20=500m3/min=8.22m3/s
取：Ｑ采=600m3/min=10.0m3/s；
按风速验算
15×Ｓｃ≤Ｑ采≤240×Ｓｃ
15×Ｓｃ=15×4.8=72<Ｑ采
240×Ｓｃ=240×4.8=1152>Ｑ采
故Ｑ采=600m3/min=10.0m3/s，满足要求。
②掘进工作面需风量计算
按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
Ｑ掘=100×ｑ掘×Ｋｄ
Ｑ掘－掘进工作面实际需风量，m3/min；
ｑ掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；参照临近矿井的最大数据，取0.53m3/min；
Ｋｄ—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，取2
Ｑ掘=100×0.53×2=106m3/min=1.75m3/s
按工作人员数量计算
Ｑ掘=4ｎｊ
ｎｊ—掘进工作面同时工作的最多人数，取15
Ｑ掘=4×15=60m3/min;
按炸药使用量计算
Q掘＝Aj•b/(t•c)
式中 Aj：掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取10kg；
b：每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，取0.1m3/kg；
t：通风时间，一般不少于20min即1200s，取1200s。
c：爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，一般取c＝0.02%。
故 Q掘＝10×0.1/(1200×0.0002)=4.08 (m3/s)
按局部通风机吸风量计算
Q掘＝Qf×I×kf
式中 Qf：掘进工作面局部通风机额定风量，取Qf=4.0m3/s；
I：掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；
kf：为防止局扇吸循环风的风量备用系数，取1.24。
故 Q掘＝4.0×1×1.24=4.96(m3/s)
取：Q掘=5.0(m3/s)
按风速验算
9×Sｊ≤Ｑ掘≤240×Sｊ
式中：Sｊ—掘进工作面巷道过风断面，取4.4ｍ2
9×Sｊ=9×4.4=39.6m3/min <Ｑ掘
240×Sｊ=240×4.4=1056m3/min
故Ｑ掘=300m3/min，满足要求。
③硐室需风量
根据该矿开拓及采区布置，井下有一绞车房，ΣQ硐取2m3/s；
④井下其它巷道需风量
Q其它=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐）×10%
=（10.0+5.0×2+2）×10%=2.2
⑤矿井实际需风量
Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其他）.K矿
Q=（10.0+5.0×2+2+2.2）×1.10=26.62m3/s
⑥矿井风量重新分配
矿井需风量Q=27m3/s 。
Q采=11m3/s，Q掘=6.0×2=12m3/s，Q硐=2m3/s , Q其它=2m3/s
2、负压计算
根据《煤矿矿井采矿设计手册》规定，对于小型矿井只计算矿井通风困难时期的通风阻力，而不再计算容易时期的通风阻力，根据上述各用风点风量分配及服务范围，计算本矿井通风困难时期的风量为27m3/s，负压为813.2Pa。详见矿井通风困难时期阻力计算表2-2-1。
矿井通风困难时期阻力计算表 表2-2-1
3、等积孔计算及通风难易程度评价
矿井通风等积孔计算:
A=1.189Q/h
A————等积孔（m2）
Q————矿井总风量（m3/s）
h————矿井总风压（Pa）。
矿井通风困难时期等积孔：A=1.189×27/（813.2）1/2=1.13m2
从上述计算看出，矿井通风为中阻力矿井，为此，应加强矿井的通风设施的管理，特别是设置风门和密闭，减少漏风，合理配风，同时加强对通风巷道的维修工作。
4、 降低风阻的措施
⑴砌碹巷道应尽可能光滑，力求使巷道光滑平整，以降低风阻。
⑵在容易产生局部阻力地点，应尽量减少局部阻力系数。巷道连接边缘应做成斜线或圆弧形，巷道转弯处应尽量避免直角转弯或小于90º转弯，并将转弯处内、外侧按斜线或圆弧型施工，必要时应设置导风板。
⑶在日常通风管理中，应避免在主要巷道停放矿车、堆杂物，有的材料应堆放整齐，巷道应随时修复，保证巷道有足够的有效通风断面，以利风流畅通。
㈤ 防止漏风措施
风门等通风构筑物应设在围岩坚固、地压稳定地段，并加强管理，经常检查、维修，保持完好，防止通风设施、构筑物漏风。
㈥ 矿井井巷风速要求
详见表2-2-2
矿井井巷中允许风流速度 表2-2-2
经验算矿井井巷中的实际风速符合上表中的要求。
八、通风机风量、风压计算及通风设备选型
1.通风方式
通风方式：本矿为高瓦斯矿井，初期采用边界抽出式通风方式，当矿井初期风压和风量较小时可调节风机叶片安装角度，满足矿井通风要求。在电控设备上设置正反转装置，反风时采用风机反转直接反风。
2、设计依据
(1)困难时期最大风量： QK=27m3/s.
(2)最大负压：h1=813.2Pa，
3、选型计算
(1)通风机需要的风量： Qb＝KQK=1.05×27=28.4m3/s；
(2)通风机需要的全压：
①自然风压：
根据“科百洛夫”经验公式计算，自然风压
h自=P0H（a1-a2）/100=720×250（0.174-0.164）/100
由于回风斜井与主斜井之间的高差接近，不需计算自然风压，故
h自=0
式中：h自——自然风压（mmH2O）
P0——地面平均大气压，取720mm水银柱
H——最大井深，
a1——进风井平均温度系数。
a2——回风井平均温度系数。
矿井主要通风机需克服自然风压，因此，在确定主要通风机负压时应考虑这一因素。
②矿井主要通风机负压
通风困难时期：h扇=h难+h自=813.2+0=813.2Pa
4、配备电机功率
风机功率: N2= h扇×QK／1000=813.2×28.4／1000=23.10kw
电动机输出功率:
Ne2=N2×K×Ke／(ηt×ηe)= 23.10×0.93×1.4／(1×0.9) =33.1kw
式中: N2---------困难时期的风流功率,kw
K-----------空气密度校正系数, K=1.12／1.2=0.93
Ke----------电机容量备用系数取1.4
ηt-----------传动效率，直接传动取1
ηe-----------电机效率， ηe =0.9
5、选型结果
选用FBDCZ-6№14-2×45型防爆轴流式通风机二台，一台工作，一台备用。风量18.9～45.6m3/s，负压526～1920Pa。电机功率N=45kw，型号YBFe315M-10。
以上所选用主要风机计算到矿井初期通风最困难时期。所选通风机工况参数为：当通风机工作风压达813.2Pa时，风量为30.5m3/s，叶根安装角为33°，通风机工作效率75％。
6、局部通风
⑴ 掘进工作面选用DSFA-5型局部通风机供风，其电机功率：N＝2×5.5kw，风量Q =150～250m3/min。
⑵ 局部通风机必须安装在掘进工作面回风口10m以外的进风侧。
⑶ 采用阻延燃，抗静电风筒，其风筒直径不得低于600mm。
⑷ 加强对风筒的维护，风筒必须整齐，转弯应平缓，破损的风筒必须及时修补，减少风筒的漏风，保证工作面迎头有足够的风量。
⑸ 当掘进长度超过250m时，应加大局部通风机功率或采用双巷掘进，增设联络巷以减小局部通风距离。
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
设计中矿井通风方式合理，通风系统中参数计算正确，通风设备选择合理；设施齐全、可靠，能保证矿井安全生产。在生产中应加强通风管理，通风设施及构筑物设置应坚固、稳定，及时进行检查和维修通风巷道。
2.矿井安装安全监测、监控系统，在对全矿实施安全监测、监控等措施后，矿井灾害将得到有效控制，确保矿井安全生产。
3.矿井安设隔爆设施后，一旦发生爆炸事故，可以将损失减小到最低程度。
4.矿井安装喷雾洒水装置和综合防尘措施后，粉尘将得到有效控制，减小了煤尘爆炸的危险性，同时也减小了粉尘对矿工的侵害。
5.其它安全保证措施
(1)加强瓦斯检查员的教育与管理，加强日常的瓦斯检查和监测以及局部通风管理，杜绝微风、无风、瓦斯超限作业，合理配风，以确保矿安全生产。
(2)建立健全矿井瓦斯巡回检查制度，每一工作面每班都必须配备瓦斯检查员跟班作业，并将检查结果记录于瓦斯手册、瓦斯牌板、瓦斯台账上，做到瓦斯检查“三对口” ，发现工作面瓦斯超限，必须及时撤出工作面所有人员到到安全地点的新鲜风流中，并及时向矿长报告，采取措施进行处理。
第三节 降温措施及设备选型
本矿区内和邻近矿井均未发现地温异常区，地温正常，故不需要采取降温措施。
第三章 粉尘灾害防治
第一节 粉尘
一、煤尘爆炸性资料来源
该矿未作煤尘爆炸危险性鉴定，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，该根据赫章各生产煤矿分别对煤层取样鉴定结果，均有煤尘爆炸性危险。所以两煤层的煤尘按有爆炸性危险管理，在煤矿开采生产过程中应坚持湿式作业，搞好防尘工作，应尽量降低巷道和工作面中煤尘的含量，作好相应的安全防范措施，以防止造成煤尘及瓦斯爆炸事故的发生。在建井期间及时补作各煤层的煤尘爆炸性鉴定，以便指导矿井安全生产。
二、为防治粉尘的职业危害而对粉尘进行检测的相关规定
《煤矿安全规程》第739条规定：作业场所空气中粉尘（总粉尘、呼吸性粉尘）浓度应符合下列要求。
表3-1-1 作业场所空气中粉尘浓度标准表 
《煤矿安全规程》第740条规定：煤矿企业必须按国家规定对生产粉尘进行监测，并遵守下列规定：
（一） 总粉尘
1．作业场所的粉尘浓度，井下每月测定2次，地面每月测定1次；
2．粉尘分散度，每6个月测定1次。
（二）呼吸性粉尘
1．工班个体呼吸性粉尘监测，采、掘工作面工作面每3个月测定1次，其他工作面或作业场所每6个月测定1次，每个采样工种分2个班次连续采样，1个班次内至少采集2个有效样品，先后采集的有效样品不得少于4个。
2．定点呼吸性粉尘监测每月测定1次。
（三）粉尘游离SiO2含量，每6个月测定1 次，在变更工作面时也必须测定1次，各接尘作业场所每次测定的有效样品数不得少于3个。
三．煤尘的危害
1．对人体健康的危害。它能引起职业病，如尘肺（矽肺、煤肺）慢性中毒、皮肤病等，造成矿工丧失劳动力和死亡。
2．煤尘爆炸的危害。它严重威胁矿井安全生产，煤矿井下一旦发生煤尘爆炸，能造成矿井严重的破坏和人员大量的伤亡。
3．粉尘对机电设备、仪器仪表的危害。它能加速机械磨损、减少机械、仪器仪表的使用寿命和降低其检测精度。
4．粉尘污染环境，破坏井下气候条件，使工作场所的能见度降低，工伤事故增加，工程质量下降。
第二节 防尘措施
一、防尘措施
1.综合防尘措施
要将空气中的矿尘浓度降到安全标准以下，矿井必须采取综合防尘措施，并以风、水为主，包括通风防尘、净化风流和个体防护等措施，并建立完善的防尘洒水管路系统。
平山煤矿产生粉尘的尘源地点主要是：
（1）采掘工作面；
（2）采煤工作面的进回风巷；
（3）装载点及卸载点；
（4）主斜井。
2.个体防护措施
个体防护是综合防尘工中不可忽视的的一个重要方面，个体防护的防尘用具主要包括：防尘风罩、防尘帽、防尘口罩等，其目的是使佩带者能呼吸净化后的清洁空气、又不影响正常工作。
平山煤矿可采用经济实用的防尘口罩作为其个体防护的措施，对长时间工作在采掘工作面等产尘大的地方的工作人员必须佩带。
二、回采、掘进工作面除尘
1.采煤工作面、掘进工作面采用炮采，故工作面中钻眼、爆破落煤、装载、落顶等工序产尘强度大，是主要产尘源，是除尘的重点。采煤工作面放炮落煤时使用水炮泥，掘进工作面放炮应使用水炮泥，即是用装水的塑料袋填于炮眼内，用它代替一部分炮泥，爆炸时水滴和粉尘的惯性碰撞和凝并使粉尘迅速沉降。水炮泥爆破除降尘效果好，对降低爆焰、温度、防止引燃事故、降低炮烟及有毒有害气体含量效果也十分显著。
由于本矿煤层底板以粘土岩为主，部分地段底板为粉砂质粘土岩，遇水后易膨胀，造成底鼓十分严重，故本矿不采用煤层注水的方式降尘，采用喷雾洒水的方式降尘。
2.喷雾洒水：采、掘工作面装载点、卸载点等井下作业地点，均设置喷雾器喷雾洒水。该方法简单方便、经济、有效，降尘率为30～60%。
在喷雾洒水的巷道内，必须随时保证煤尘中水分大于33%（水分大于12%时，可防止煤尘起爆）。
爆破前、后冲洗煤壁，爆破时应喷雾洒水，攉煤时洒水。
3.井下主斜井、风井风流平缓地段建测风站，坚持每旬测风一次的制度，合理计算风量，达到以风定产。
4.采用合理的风速：井下风速必须严格控制，增大风量或改变通风系统时，必须相应的调节风速，防止煤尘飞扬。放顶时，加强通风，保证工作面风速在0.25m/s以上的排尘风速，但不得超过4m/s，最优排尘风速为1.5～2m/s。
经验算本矿工作面的风速为2.13m/s，符合回采工作面排尘风速要求。
5.风流净化：在各含尘量较大的进风巷中设置水幕一道，降低粉尘浓度，避免进风流污染。在工作面运输巷及回风巷每隔100m设降尘水幕一道；含尘浓度较高的风流所通过的回风巷和掘进巷道，离工作面20～30米处设置水幕，净化风流。各转载、卸载点、煤仓上下口、装载硐室均设置防尘水幕。
6.为净化掘进巷道的含尘风流，在局部通风机后方20～30m处设置水幕除尘。
7.个体防护措施：采掘工作面的工人按《煤矿安全规程》（2006版）规定配戴防尘口罩、防尘帽等。矿井综合防尘措施、防爆措施及组织与管理制度，由矿长每年组织编制与实施。
三、转载及运输防尘主要措施：
①工作面用刮板运输机将煤运至采面下出口处，在矿车转载点应喷雾洒水。
②定期对井下的采、掘工作面进、回风巷、主斜井和风井等巷道进行清洗。冲洗巷道由顶棚、两帮、巷道底部顺次进行，两帮冲洗还包括背板等处落尘在内，耗水量按巷道表面积2L/m2计算。
③在所有转载点设置喷雾洒水装置。
④在主斜井等的防尘洒水管路中，每隔100m设一个三通阀门，在工作面进风巷每隔50m设一个三通阀门以便接管冲洗巷道。
四、测风制度:
根据《煤矿安全规程》第105条规定：矿井必须建立测风制度，每10天进行一次全面测风，对采掘工作面和其他用风地点，应根据实际需要随时测风，每次测风结果应记录并写在测风地点的记录牌上。
对矿井各类巷道的风速测定必须符合下列要求。
表3-2-1 矿井井巷中允许风流速度
五、防尘供水系统：
1.水源的选择及用水保证措施
主斜井、风井、采煤工作面运输巷与回风巷、掘进巷道等必须敷设供水管路。井下生产和消防用水为同一供水系统，在风井口附近建350m3井下消防洒水水池一座，经污水处理池处理后的水进入井下消防洒水水池，由井下消防洒水水池设DN80无缝钢管一条至井下，以静压供水方式向井下供水。确保井下消防用水。井下水经混凝沉淀、消毒后作井下生产和消防用水，本矿井下污水处理流程见图3-2-1。
3.井下用水管路系统及设施
井下设有完善的消防洒水管网，由地面消防洒水池静压供水，防尘洒水管路系统主要敷设在：①采掘工作面，②卸载点，③装载点，④运输系统，⑤采煤工作面的进回风巷。井下按《煤矿安全规程》（2006版）的要求设置消防设施和喷雾降尘装置。
矿井消防、防尘水池设在回风斜井井口南侧+1647.5m标高的斜坡上，容量350 m3，井下消防、防尘地点最大标高为+1610m，距井下用水最高点的几何高差为37.5m，大于35m，采用静压供水方式向井下消防洒水地点供水。
井下消防、防尘水管规格：主管为D80mm；消防、防尘在工作面运输及回风巷铺设D50mm消防洒水支管。在主要工作面运输巷、掘进巷道的洒水管每50m设洒水支管和阀门，在其他巷道每隔100m设一支管阀门。在井下每个装载点、转载点设洒水器，在采掘工作面进回风巷的隔爆水棚点、水炮泥给水点设支管和阀门。
工作面运输巷每隔50m设DN25mm给水栓一个，工作面回风巷每隔100m设DN25mm给水栓一个。
防尘供水管路的布置，见平山煤矿井下综合管网系统及隔爆设施布置图。
第三节 防爆措施
一、防爆措施
1．防止煤尘瓦斯爆炸的措施
煤尘瓦斯爆炸主要是指当煤尘、瓦斯达到一定的浓度时，若遇上火源，即可能发生爆炸，因此，防止煤尘、瓦斯爆炸措施，实际上就是降低风流中煤尘、瓦斯浓度，使其达不到爆炸浓度，再一方面就是消除火源。
①通风方面：合理的通风系统，适中的风速。通风既能将涌出的瓦斯稀释排走，又能及时地将空气中的浮尘带走，但需同时保证不会将落尘重新扬起。
②防尘洒水方面：在井下各主要产尘点，设置风流净化水幕、洒水装置、洒水管路等，使煤尘湿润，减少煤尘的飞扬，降低风流中煤尘浓度。
③除尘方面：在掘进工作面采用湿式除尘设备，减少煤尘的产生。
④检测方面：本设计为矿井配备了适当的粉尘检测设备，应加强对粉尘浓度的检测和采样，一旦发现空气风流中粉尘浓度高时，必须采取相应的降尘措施。
2．对于井巷中积聚的煤尘的防爆措施
①经常清扫巷道中积聚的煤尘，尽量勿使煤尘飞扬蔓延，防止沉积的煤尘参与爆炸。
②冲洗巷壁，用水将沉积于巷道周边的煤尘冲掉并运出。
③巷壁刷浆，用石灰水或水泥石灰水喷洒在巷道周壁，使煤尘固结起来不能飞扬到空气中参与爆炸，巷壁刷浆后，还能改善井下环境，并有利于冲洗煤尘。刷浆用石灰水为生石灰与水按1：1.5（体积比）配制，或以水泥：石灰：水＝1：2：10（体积比）配制成水泥石灰水。刷浆工作一般每半年进行一次。
3．消除爆炸火源的措施
①消除采、掘工作面放炮时产生的火焰；
②本设计选用的井下电气设备均为矿用防爆型电气设备，且所有的电气设备均设可靠的接地、短路和漏电保护；
③消除其他火源（比如防止矿车与轨道强烈摩擦和撞击电气设备而产生电气火花），以及金属强烈碰撞产生的火源等。
二、井下电气设备及保护的选择
矿用隔爆型高压真空配电装置具有过载保护、短路保护、失压脱扣保护、断相保护和漏电保护等功能；低压磁力起动器具有过载保护、短路保护、低电压保护和失压保护等功能；矿用隔爆型移动变电站具有漏电保护、漏电闭锁、过载保护、短路保护和欠电压保护等功能；矿用隔爆型煤电钻综合控制装置具有短路保护、过载保护、漏电保护、远距离停送电等功能；矿用隔爆型照明综合控制装置具有短路保护、漏电动作及电缆绝缘危险指示功能。根据配电网络的最大三相短路电流校验开关设备的分断能力和动、热稳定性以及电缆的热稳定性；用最小两相短路电流校验保护装置的可靠动作系数。另外，井下设有完整的接地系统，电气设备的金属外壳和构架必须进行保护接地，接地网任一保护接地点测得的接地电阻值不超过2欧姆，每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的接地线的电阻值，不得超过1欧姆。局部接地极、辅助接地极及其连接母线，均按规程规范要求和设计文件要求安装敷设和运行管理。以上保护措施能满足井下供电安全要求。
各种电气设备及测量仪器仪表的进货，安装使用，检修、搬迁均应严格按《煤矿安全规程》（2006），有关行业标准及有关工种的有关规定执行。
三、撒布岩粉
由于撒布岩粉及设置岩粉棚在井下潮湿的环境下管理困难，若管理不善，容易造成岩粉结块失去隔爆效果，且容易造成粉尘污染，设计采用设置隔爆水棚代替隔爆岩粉棚，在所有巷道铺设消防洒水管路冲洗巷道粉尘及清洗巷道作为撒布岩粉的替代手段，该办法在全国大部分矿井已取得成功。
第四节 隔爆措施
该矿未作煤尘爆炸危险性鉴定，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，该根据赫章各生产煤矿分别对煤层取样鉴定结果，均有煤尘爆炸性危险。所以两煤层的煤尘按有爆炸性危险管理，在煤矿开采生产过程中应坚持湿式作业，搞好防尘工作，应尽量降低巷道和工作面中煤尘的含量，作好相应的安全防范措施，以防止造成煤尘及瓦斯爆炸事故的发生。在建井期间及时补作各煤层的煤尘爆炸性鉴定，以便指导矿井安全生产。
隔爆措施是防止爆炸扩大为全矿性灾难的采取的措施，使灾害损失减至最小。开采有煤尘爆炸危险煤层的矿井，隔绝煤尘爆炸传播可采用喷雾洒水、撒布岩粉、隔爆水棚（水棚、岩粉棚）等措施。
该矿为高瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，但根据一般规律，在发生瓦斯爆炸时，其煤尘有相互作用状态，故其隔爆设施主要用于缩小瓦斯、煤尘爆炸影响范围，减少爆炸损失。为防止瓦斯、煤尘爆炸灾害范围扩大，主要在煤层掘进巷道、采煤工作面巷道设置隔爆水棚。生产期间，必须加强管理，经常检查和更换破损的水棚，补给水量，保证其有效性。
煤矿可采用喷雾洒水和设置隔爆水棚的措施。同时，由于瓦斯和煤尘爆炸时，存在相互作用的状况，故两种爆炸的隔爆均可采用隔爆水棚。
一、喷雾洒水
喷雾洒水前已叙述，其作为隔绝煤尘爆炸传播措施时，必须遵守下列规定：
1、喷雾洒水巷道的总长度不得小于200m。如果巷道长度小于200m时，全部巷道都应喷雾洒水。
2、在喷雾洒水的巷道内，必须随时保证煤尘中水分大于33%（水分大于12%，可防止煤尘起爆）。
二、隔爆水棚
按保护的范围隔爆水棚分为：主要隔爆棚（水槽棚）和辅助隔爆棚（水袋棚）两类。
隔爆水棚的布置详见第四章第三节隔爆措施。
第五节 矿井地面生产系统防尘
一、 防尘系统简介
（一）主斜井生产系统尘源及防尘系统简介
在地面生产系统中易产生粉尘的地点有储煤场。
防尘系统简介：从地面高位防尘水池铺设地面防尘管网以静压方式输送到地面系统各产尘点，在各产尘点设置防尘支管和闸阀进行喷雾洒水防尘。
（二）矸石系统防尘简介
矸石系统产生粉尘的地点为矸石山翻矸处，其防尘管路系统同上。
二、 防尘措施及装备
矿井取水点距离矿井工业广场约0.5公里，水量60m3/h，取水点标高1570.0m，本矿在取水点设水泵抽水至矿井地面高位水池。
矿井生产、防尘、消防用水为一供水系统，生活用水为另一供水系统。在风井口场地附近山顶建50m3地面生活水池一座，350m3生产、防尘、消防水池一座，由水源处敷设DN65焊接钢管一条至水池，再由50m3地面生活水池敷设DN50焊接钢管一趟至工业场地和生活区，以静压供水方式向工业场地及生活区供水；由350m3生产、防尘、消防水池敷设DN80焊接钢管一趟至井下，水池的标高满足井下最高用水点几何高差35m的规定，所以采用静压方式向井下用水地点供水。50m3生活水池距工业场地的几何高差不得小于25m。
（一）主斜井生产系统喷雾洒水除尘措施及装备
从地面高位防尘水池铺设地面防尘管网以静压方式输送到地面系统各产尘点，在储煤场产尘点设置防尘支管和闸阀及洒水橡胶软管进行喷雾洒水防尘。
（二）矸石系统喷雾洒水除尘措施及装备
其防尘措施及装备同上。
（三）绿化防尘
在地面工业广场内如锅炉房、储煤场等散发粉尘的地段，种植滞尘性较强的树种。
第四章 瓦斯灾害防治
第一节 瓦斯概述
一、 矿井瓦斯赋存状态
瓦斯在煤体中存在的状态有二种：一种叫游离状态，一种叫吸附状态。
在天然条件下，煤体中以吸附状态贮存的瓦斯约占90%，以游离状态贮存的占10%，总体来说，瓦斯绝大部份是以吸附状态存在的。
二、 矿井相对瓦斯涌出量、矿井瓦斯绝对涌出量、瓦斯涌出形式
该矿为新建矿井，未作瓦斯等级鉴定工作，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井瓦斯鉴定资料，该区域瓦斯含量较高，所以本矿按高瓦斯矿井进行设计管理，在生产过程中及时补作瓦斯等级鉴定工作，并加强矿井通风，采取有效的预防措施，防止矿井瓦斯聚集，严格执行《煤矿安全规程》的有关规定，保证矿井安全生产。本次设计参照可乐向斜南东翼的邻近矿井瓦斯鉴定资料，选择其中瓦斯、二氧化炭碳涌出的最大数据为依据，即矿井绝对瓦斯涌出量5.12m3/min，相对瓦斯涌出量29.24m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.84m3/min，相对涌出量5.08m3/t。
本设计根据该鉴定报告及邻近矿井调查的结果，按高瓦斯矿井进行设计和管理。在开采过程中应加强通风及瓦斯检测记录，防止局部瓦斯积聚，必须关注瓦斯涌情况，根据情况采取措施。矿井在建设及生产期间必须进行瓦斯含量、瓦斯涌出量的测定，并定期进行瓦斯等级鉴定。
瓦斯涌出形式：该矿瓦斯涌出为普通涌出，瓦斯从煤层表面非常微细的缝隙中缓慢、均匀而持久地涌出，首先是游离瓦斯涌出，而后是吸咐瓦斯解吸转为游离瓦斯涌出，这是该矿瓦斯涌出的主要形式。
第二节 防爆措施
本矿井采用炮采工艺，必须坚持安全第一的方针，遵循“预防为主、综合治理”的原则，做好通风安全工作，以防瓦斯聚集，发生瓦斯爆炸。设计中采取了有针对性的防治措施。同时要求矿井基建、生产过程严格执行《煤矿安会规程》及其它有关法律、法规、规程、规范中有关防治瓦斯的有关规定。瓦斯从煤层暴露面和采落的煤炭内涌出的特点是，初期涌出强度较大，然后随着时间按负指数函数关系逐渐衰减。所以工作面内炮采落煤工序的瓦斯涌出量总是大于其它工序，老顶来压冒落时涌出量高于其它时期。
瓦斯爆炸必须同时具体三个条件：
1、瓦斯浓度在爆炸范围内；
2、高温热源存在时间大于瓦斯的引火感应期；
3、瓦斯—空气混合气体中的氧浓度大于12%(在矿井中是始终具备的)。
在生产中预防瓦斯爆炸的措施为：
①防止瓦斯聚集和超限；②限制高温热源的出现；③防止瓦斯爆事故的扩大。
一、防止瓦斯积聚与超限
所谓瓦斯积聚是指局部瓦斯浓度超过2%，其体积超过0.5m3的现象。
矿井必须从采掘工作、生产管理上采取措施，防止瓦斯积聚。瓦斯积聚时必须及时处理。通风异常与瓦斯涌出异常是造成瓦斯积聚的根本原因。因此防止瓦斯积聚的根本措施是避免这些异常的发生，或者一旦出现异常，必须及时采取措施，在造成事故或灾害之前，使其恢复正常；如果经处理仍不能恢复正常，应将其控制在局部地点，使异常局部化，并在异常区采取措施杜绝一切可能产生的火源，或撤人，以策安全。
1.通风是防止瓦斯积聚最基本、最有效的措施
通风异常的原因主要是停电、通风系统或设施的破坏或异常、反风等。本矿井建立一个安全可靠、完整的、独立的通风系统，主要通风机工作方法为抽出式。矿井主要通风机是矿井的“肺脏”除了选型合理外，一定要安装好，维护好。
1）矿井主要通风机采用双回路供电，一回电源停止供电后，另一回路必须马上投入运行。矿井有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电安全的措施，恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，证实无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度不超过0.5%时，方可开启。
2）掘进工作面局部通风机通风必须保证通风机设置在进风口侧10m外的新鲜风流处，防止产生循环风。风筒出风口应随工作面掘进及时移动，确保掘 进工作面有足够风量。
3）局部通风机因故停止运转，引起其供风的掘进头无风，可能造成瓦斯积聚。在恢复通风前，必须检查瓦斯浓度，证实停风区中瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳不超过1.5%时，且局部通风机及开关附近10m内瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。
4）临时停工地点，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向调度室报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%不能立即处理时，必须在24h内封闭完毕。
5）通风系统或通风设施的破坏或异常（如风门该关的未关，风道堵塞、临时改变通风系统、掘进通风风筒脱节或破坏等），都会造成局部或区域风量不足甚至无风，产生瓦斯积聚。出现这些异常，必须及时修复，采取措施恢复正常通风。
6）采煤工作面和掘进工作面均为独立的通风系统，回采工作面采用U型通风方式，掘进工作面采用压入式。矿井各用风地点必须供给质洁量足的空气，以保证矿井正常生产及人身安全，本矿经计算采、掘工作面已具有足够的风量和合适的风速。
7）建立测风制度，每10天进行一次全面测风。对采掘工作面和其它用风地点，根据实际需要随时测风，将每次测风结果记录并写在测风地点的记录牌上，并根据测风结果调节风量。
2.及时安全地处理积存瓦斯
矿井必须从采掘生产上采取措施，防止瓦斯积聚；当发生瓦斯积聚时，必须及时处理。处理积存的瓦斯采取的措施有：
1）矿井必须有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电安全措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，证实无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》（2006版）规定时，方可开启。
2）临时停工地点，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向调度室报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%或其它气体浓度超过《煤矿安全规程》（2006版）规定不能立即处理时，必须在24h内封闭完毕。
3）恢复已封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时，必须事先排除其中积聚的瓦斯。排除瓦斯工作必须制定安全技术措施。
严禁在停风或瓦斯超限区域内作业。
局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有在停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳不超过1.5%且只有在局部通风机开启条件满足时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。
4）独头巷道长或封闭的独头巷道启封后排放瓦斯采取逐段通风排放法：排放由外向内逐段分段进行，先准备一节5m长的短风筒，接在密闭外的风筒上，用于冲淡启封密闭墙的开口孔洞瓦斯，控制风筒的排风量，使冲淡后的瓦斯浓度低于2%，正常后再分段接长风筒逐段排放巷道积存瓦斯，直到全独头积存瓦斯排放完转入正常通风时止。
5）矿井总回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过0.75%时，必须立即查明原因，进行处理。采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%时或或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员、采取措施，进行处理。
6）切实加强瓦斯排放、巷道贯通和盲巷管理工作。排放瓦斯和巷道贯通要认真编制措施并执行有并规定。井下盲巷和临时停风地点必须设置密闭和栅栏，定期检测瓦斯和氧气浓度，并严禁任何人违章进入。
7）在生产过程中，要组织专职人员及时封闭废弃的盲巷及采空区，对暂不利用巷道应封闭或挂危险牌，加强这些地方的瓦斯监测，防止瓦斯聚集。对回风巷中聚集的煤尘应组织专人按期清扫，消除瓦斯煤尘爆炸隐患。
8)矿井和石门揭煤时必须制定专门的揭煤措施。
3.严格瓦斯检查制度
1）矿井必须建立严格的瓦斯及其它有害气体的检查制度。瓦检员必须经过省批准由地级以上煤炭管理部门进行培训，合格后持证上岗。
2）矿井必须建立安全仪表计量检查制度。建立矿井安全监测监控系统，具体设计见第八章。
3）建立完备的瓦斯和其它气体检查制度。矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘队长、通风队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪。安全监测工必须携带便携式甲烷检测仪或便携式光学甲烷检测仪。
4）建立完备的通风设施和通风系统的检查制度。配备足够数量的通风安全检测仪表，仪表必须由国家授权的安全仪表计量检验单位进行检验。
5）所有采掘工作面、硐室、使用中的机电设备的设置地点、有人员作业的地点都应纳入检查范围。采掘工作面的瓦斯浓度检查次数每班至少3次；有煤（岩）与瓦斯突出危险的采掘工作面，有瓦斯喷出危险的采掘工作面和瓦斯涌出量较大、变化异常的采掘工作面，设专人经常检查，并安设甲烷断电仪。井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度每天至少检查1次，挡风墙外的瓦斯浓度每周至少检查1次。
6）瓦斯检查人员执行瓦斯巡回检查制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》（2006版）有关条文规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。通风值班人员必须审阅瓦斯班报，掌握瓦斯变化情况，发现问题及时处理，并向矿调度室汇报。通风瓦斯日报必须送矿长、矿技术负责人审查并签字。
7）采、掘工作面当班班长必须携带便携式甲烷检测仪，将其悬挂在采煤工作面回风上隅角或掘进迎头不大于5m处，一旦出现瓦斯涌出异常现象，立即停止作业、撤出人员、切断电源，向矿领导汇报，制定专门措施处理。
8）采、掘工作面的瓦斯浓度检查次数每班至少3次。并定期检查一氧化碳浓度、气体温度的变化。
4.分源治理瓦斯
分源治理瓦斯是针对瓦斯来源的涌出量与涌出规律的特征采取相应的措施。
矿井瓦斯涌出的区域可分为回采区、掘进区和已采区。瓦斯来源是分源治理的基本依据。要同时测定矿井各回采区、各掘进区回风流中的瓦斯量，得到矿井瓦斯涌出量平衡表及周期性动态。
1）已采区：必须及时封闭，并保证密闭质量，以控制其瓦斯涌出。
已采区瓦斯涌出特点是：随着采止时间的增长，涌出量渐减；地面大气压力变化必然引起矿井井下大气压力的变化，对瓦斯涌出有着密切的关系，其涌出量会随之波动，气压降低时涌出量增大。因此大气压力变动季节，应加强对采空区瓦斯的观测与管理。当老空区涌出量较大时，应进行抽放瓦斯，抽放这种瓦斯方法简易，工程量小，容易奏效。
2）掘进区：涌出的瓦斯主要是煤巷所在煤层本身的瓦斯。
掘进区局部冒顶积存的瓦斯：可在支架顶梁处安设导风板冲淡瓦斯或用充填黄土的方法处理。
掘进瓦斯的涌出治理：可采用湿润煤体与洒水；减少一次爆破量与爆破深度；间歇掘进但不停风；双巷掘进；缩短独头掘进巷道的长度；加强通风，严格通风管理；限制掘进速度等措施。
3）回采区：回采工作面的瓦斯涌出特征与涌出量是回采区治理瓦斯的基础。
回采工作面的瓦斯涌出特性与涌出量是回采工作面治理瓦斯的基础。本矿井回采工作面采用爆破落煤，煤层暴露面最大，放炮时出现瓦斯涌出高峰，峰值可分为两部分：Q1和Q2。
Q1：包括入风携带的瓦斯，煤壁涌出的瓦斯和采空区涌入回采工作面的瓦斯等，这些是与采煤产量无直接关系的涌出。Q2与每次放炮的孔深、孔数，爆破区长度，煤的破碎程度及本煤层瓦斯含量有关。这些参数越高，瓦斯涌出量峰值就越大。Q2是与煤产量直接有关的瓦斯涌出。
回采工作面采用U形通风系统，这种系统具有漏风小的优点，但在上隅角附近由于采空区涌出的瓦斯大部分在这里集中，同时在此处风速低，风量不足，容易积存瓦斯而超限。处理措施：采用采空区留管抽放方法进行瓦斯抽放，将高浓度瓦斯通过抽放管抽到地面排放；在工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障，迫使一部分风流流经上隅角，将积存瓦斯冲淡、排出；或将回凤巷道后的联络眼密闭打开，并在回风巷设置调节风室或挂风帘，迫使一部分风流流经上隅角冲淡瓦斯后由采空区经联络眼排出。
顶板附近瓦斯层状集聚处理：若回采工作面风速未能保证设计风速而小于1m/s，则容易使瓦斯浮于巷道顶板附近，形成一个比较稳定的带状瓦斯层，这即是瓦斯的层状集聚。处理办法是保证回采工作面的设计风速，使瓦斯与风流能充分地紊流混合，冲淡及排出。
二、防止瓦斯引燃的措施
防止瓦斯引燃的原则，是对一切非生产必须的热源，要坚决禁绝。生产中可能产生的热源，必须严格管理和控制，防止它的发生或限制其引燃瓦斯的能力。为此，矿井采取以下措施：
1.严格执行入井人员检身制度；
2.严禁携带烟草和点火物品下井；严禁穿着化纤衣服；井下需要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，应严格遵守有关规定。
3.井口房及通风机房周围20m内禁止使用明火。井下严格禁止使用灯泡取暖和使用电炉。矿灯应完好，如有电池漏液、亮度不够、电线破损、灯锁不良、灯头密封不严、灯头松动、玻璃破裂等情况，不得发出矿灯。应爱护矿灯，严禁拆开、敲打、撞击矿灯。
4.井下所有电气设备必须符合《规程》规定要求。井下不得带电检修、搬迁电气设备（包括电线、电缆）；井下供电做到：无鸡爪子、无羊尾巴，无明接头；有过电流和漏电保护，有接地装置；电缆悬挂整齐，设备硐室清洁整齐。井下电话选用本质安全型电话，并使用矿用电话电缆。
5.井下使用防爆机电设备，加强机电设备的检修和维修，严防电器失爆。所有安装电机及开关地点附近20m巷道内，必须经过瓦斯检查确认无危险后，才允许启动设备。
6.局部通风机由专人负责管理，保证正常运转；局部通风机和启动装置安装在进风巷道中，并距掘进巷道回风口不得小于10m；掘进工作面应实行“三专”（专用变压器、专用电缆、专用开关）“两闭锁”（风电、瓦斯闭锁）和完善系列化设备。风筒采用抗静电、阻燃风筒；严禁使用一台局部通风机同时向2个以上（含2个）作业的掘进工作面供风；局部通风机不得随意停风，因检修、停电等原因停风时，要撤出人员和切断电源。
7.普通型携带式电气测量仪表，只准在瓦斯浓度小于1.0%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。
8.防止机械摩擦火花和冲击火花的产生，采取安设过热保护装置，使用难引火性合金工具（如使用铵铜合金工具等）等措施。
9.高分子聚合材料制品，如风筒、运输胶带等，容易因摩擦而积聚静电，当其静电放电时，可能引燃瓦斯、煤尘或发生火灾。因此井下应采用无静电、难燃的聚合材料制品，其内、外两层表面电阻都必须不大于3×108Ω，并应在使用过程中保持此值。
10.采掘工作面或其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内的风流瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。
11.采掘工作面或其它作业地点风流中，电动机或其它开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.50%时，必须停止工作、切断电源，撤出人员，进行处理。
12.放炮：放炮必须遵守井下爆破的有关内容的规定。
1）采、掘工作面都必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。使用煤矿许用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。
2）采、掘工作面应采用毫秒爆破。在掘进工作面必须全断面起爆，在采煤工作面，严禁使用两台放炮器同时进行放炮。
3）炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分，应用粘土炮泥封实。
4）炮眼封泥严禁用煤粉，块状材料或其它可燃性材料，无炮泥或不实的炮眼，严禁放炮。封泥长度必须符合《煤矿安全规程》第329条的规定。
5）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时，不准装药放炮。
6）放炮母线、连接线和电雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。严禁使用固定放炮母线。
7）在放炮地点20m内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体堵塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。
8）处理瞎炮（包括残炮）必须在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。
9）放炮时，应采用正向起爆。
10）放炮必须严格执行“一炮三检查” （装药前、放炮前、放炮后）和“三人连锁”（放炮员、班组长、瓦检员）制度，严禁采用糊炮、明火放炮和一次装药多次放炮。
11）严格执行《规程》中关于爆破材料和井下放炮的各条规定，且按高瓦斯矿井等级选用煤矿许用的炸药和雷管。
13.防止雷电入井的措施如下：
1）井口安设AZ—1A型导体消雷器，消雷器的接地体距井口管、轨、线接地网相互间距在20m以上。
2）所有伸出井口的钢管及轨道均采用铸型尼龙材料进行两处相互间距为100m的绝缘隔离，每段铸型尼龙材料长度为1m，对地绝缘电阻在150MΩ左右。
3）所有伸出井口的钢管、轨道和电缆的铠装铅皮在入井处均接地，接地引入线均采用截面积为50mm2的橡套电缆，引出井口的接地体相互间距在20m以上，接地电阻不得大于2Ω。
14.矿灯的管理和使用要遵守下列规定：
1）矿井完好的矿灯总数，至少应比经常用灯的总人数多10%。
2）矿灯集中统一管理。每盏矿灯必须编号，经常使用矿灯的人员必须专人专灯。
3）矿灯应保持完好。如有电池漏液、亮度不够、电线破损、灯锁不良、灯头密封不严、灯头松动、玻璃破裂等情况时，严禁发放。发出的矿灯，最低应能连续正常使用11h。严禁使用假冒伪劣矿灯。
4）严禁使用矿灯人员拆开、敲打、撞击矿灯。人员出井后，必须立即将矿灯交还矿灯房。
5）在每次换班2h内，灯房人员必须把没有还矿灯人员的名单报矿调度室。
6）矿灯必须装有可靠的短路保护装置，并装有短路保护器。
第三节 隔爆措施
一、隔爆设施
为防止瓦斯爆炸、煤尘参与爆炸由局部扩大为全矿性灾难，最大限度减少事故造成的损失，在各采掘工作面设置隔爆水棚，隔绝爆炸性灾难的蔓延。
二、隔爆水棚
（一）隔爆水棚设置位置
在各回采工作面回风巷、运输巷距回采工作面60~200米处设置水棚。
在掘进巷道内距掘进工作面60~200米的位置设置水棚。
（二）隔爆水棚的形式及布置
该矿设置被动式隔爆水棚，集中布置在距采掘工作面正头60~200米的巷道内。
（三）隔爆水棚的结构及要求
1、水棚的结构与选型
水棚是由架设于巷道顶部充满水的水槽及水袋组成。水槽有木制（铺以塑料薄膜）和塑料制品，其中以塑料制品为主。
水槽：该矿井选用40L的塑料水槽，其型号为GS40－4A，其上平面尺寸为570×390mm，下平面尺寸为510×350mm，净高210mm。
水袋：该矿井选用40L的塑料水袋，其型号为GD－40，其长×宽×高＝600×400×2130mm。
2、水槽棚的计算与布置
⑴布置方式的确定
水棚的布置方式可分为集中式与分散式，但分散式水棚不得作主要隔水棚。该矿井考虑采用集中式布置方式。集中式水槽棚位于一短段巷道里，两排水槽架之间的净间距不大于2m。
⑵总水量
G＝gS＝400×8.5＝3000L
式中：G——总水量（L）；
g——每平方米巷道需水量（L/m2）（主要水棚按每m2巷道断面积400L计，辅助水棚按每m2巷道断面积200L计）；
S——巷道断面（m2）。
⑶单架水槽棚水量
Gn＝SnL＝H（B1＋B2）L/2＝0.26（0.47＋0.41）×0.73/2＝0.0835m3＝83.5L
式中：Gn——每架水棚水量（m3）；
Sn——水槽净断面积（m2）；
L——水槽平均净长度（m）；
B1——水槽净上宽（m）；
B2——水槽净下宽（m）；
H——水槽盛水高度（m）。
⑷水槽架数
n＝G/Gn＝3000/83.5＝36（架）
⑸水槽棚区长度
L＝nC＝36×1.2＝43.2（m）
式中：L——水棚区长度，m；
C——水槽棚间距。
水槽棚区长度取45m。
⑹对隔爆水棚架设的要求
a、水棚应设置在直线巷道段，水棚安设前后各20m的巷道断面应一致；
b、与采掘工作面、装载点的距离：水槽棚与工作面、装载点的距离为60~200m，水袋棚距采、掘工作面上、下口，装载点的距离为60～160m，但不大于200m；
c、与巷道交叉口、转弯、变坡处之间的距离不得小于50m，与风门、调节风门距离＞25m；
d、水槽排间距为1.2～3.0m，主要水棚的棚区长度不小于30m，辅助棚的棚区长度不小于20m；
e、水槽排（列）中的水槽，占据巷道宽度之和与巷道最大宽度的比例为：巷道净断面积小于10m2，至少为35％；巷道净断面积10～12m2，至少为50％；巷道净断面积大于12m2，至少为65％；
f、水槽、水袋在井下巷道的安装方式采用吊挂式，并呈横向布置；
g、在倾斜巷道中，安装水袋时，棚子与棚子之间应用铁丝拉紧，以免水袋棚之间晃动，并应调整水袋架与金属支架连接构件使袋面保持水平。
3、水棚给水系统及检查
（1）本矿井利用井下消防洒水系统，在水棚附近管路上安装闸阀、接胶管向水棚供水。隔爆水棚设置地点及给水系统详见井下综合管网及隔爆设施布置图。
（2）必须随时检查水槽是否漏水，保持水槽内蓄水量满足设计要求。
（3）每旬定期对水槽棚设施进行检查，发现损坏、松动等现象必须立即对水槽棚设施进行更换、维护，保持水槽棚设施使用安全可靠。
详见井下综合管网系统及隔爆设施布置图。
第四节 开采煤与瓦斯（二氧化碳）突出煤层的防突措施
本矿属高瓦斯矿井，未作煤与瓦斯突出鉴定，根据目前的瓦斯数据资料，不能做出煤与瓦斯（二氧化碳）突出的定性分析。根据邻近矿井的情况, 区内未发生过煤与瓦斯突出现象,本设计在建设期间按有煤与瓦斯（二氧化碳）突出可能性对待。建议本矿应尽快补作煤与瓦斯突出鉴定
矿井采准巷道主要布置在煤层中，在采、掘过程中，要密切观察有无瓦斯动力现象，注意观察瓦斯涌出变化情况。在打眼过程中，若出现瓦斯喷出，或瓦斯带着煤粉喷出，放炮后落煤量多于正常放炮落煤量等瓦斯涌出异常、瓦斯动力现象时，应提出报告，经国家煤矿安全监察局授权单位鉴定，报省煤炭管理部门审批，报省级煤矿安全监察机构备案。
4、防突措施采用排放钻孔排放瓦斯或预抽瓦斯的方法。
5、安全防护措施采用远距离放炮、安装压风自救系统，巷道距离超过300m后，施工避难硐室。
矿井采准巷道主要布置在煤层中，在采、掘过程中，要密切观察有无瓦斯动力现象，注意观察瓦斯涌出变化情况。在打眼过程中，若出现瓦斯喷出，或瓦斯带着煤粉喷出，放炮后落煤量多于正常放炮落煤量等瓦斯涌出异常、瓦斯动力现象时，应提出报告，经国家煤矿安全监察局授权单位鉴定，报省煤炭管理部门审批，报省级煤矿安全监察机构备案。
如发生煤与瓦斯突出现象，就应按煤与瓦斯突出矿井进行管理，当矿井一旦定为突出矿井，就必须采取“四位一体”的防突措施。
在石门揭煤及在地质构造复杂地段掘进过程中严格按防突管理，确保安全。并根据《煤与瓦斯突出防治细则》制定专门的揭煤安全措施。所有掘进工作面揭穿煤层前都必须编制设计，并报县级煤炭管理部门审批经。编制揭煤设计基本技术要求：
1）、在工作面距煤层法线距离10m之外，打两个深度不少于12m的前探钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况、工作面离煤层的实际距离等。
2）、在工作面距煤层法线距离5m之外，打两个穿透煤层全厚或见煤深度不少于10m的前探钻孔，测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性。
3）、工作面与煤层之间的岩柱尺寸应根据防治突出的措施要求、岩石性质、煤层倾角等确定。工作面距离煤层法线的最小值为：抽放或排放钻孔3m，金属骨架2m，震动爆破揭开倾斜或缓倾斜煤层1.5m。如果岩石松软、破碎，还应适当加大法线距离。
4）、在确定无突出危险后，采取远距离全断面一次爆破。若预测为突出危险工作面时，采取防治突出措施如打密集排放钻孔，并经检验措施有效后，再采取远距离全断面一次爆破。
5）、在揭煤时，应留足2米的岩柱。
6）、井下全部停电。
7）、所有人员撤出到地面，在地面放炮。
8）、爆破30min后，矿山救护队员方可进入工作面检查。
9）、揭煤附近30m内必须加强支护。
10）、炮眼布置、炸药量等爆破参数根据前探钻孔情况确定。
11）、在掘进工作面距煤层法线距离l0m(地质构造复杂、岩石破碎的区域20m)之外，打两个深度不少于12m的前探钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况、工作面离煤层的实际距离，等钻孔超前工作面的距离不得小于5m，并有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯，发现瓦斯大量增加或其他异状时，必须停止掘进，撤出人员，进行处理。
12）、在工作面距煤层法线距离5m处，打两个穿透煤层全厚或见煤深度不少于lOm的前探钻孔，测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性。测定煤层瓦斯压力时，钻孔应布置在岩层比较完整的地方。对近距离煤层群，层间距小于5m或层间岩石破碎时，可测定煤层群的综合瓦斯压力。
13）、根据瓦斯压力测定结果，按照有关规定选择揭煤方法，并采取相应防护和安全措施。在确定无突出危险后，采取远距离全断面一次爆破。若预测为突出危险工作面时，采取防治突出措施如打密集排放钻孔，并经检验措施有效后，再采取远距离全断面一次爆破或震动爆破揭穿(开)煤层。若检验措施无效，应采取补救措施直至有效。当预测为无突出危险工作面时，可不采取防治突出措施。直接采用远距离爆破或震动爆破揭穿。
14）、在揭煤时，应留足2米的岩柱。炮眼布置，炸药量等爆破参数根据前探钻孔情况确定。井下全部停电，所有人员撒出到地面，在地面放炮。爆破30min后，矿山救护队员方可进入工作面检查。
15）、揭煤附近30m内必须加强支护。
16）、矿井采掘工作面瓦斯涌出量突然变大时应注意防止局部瓦斯富集区发生瓦斯大量涌出、喷出或突出。本矿井开采煤层瓦斯含量高，瓦斯涌出量相对较大，应积极预防煤与瓦斯喷出或突出等动力现象的发生。
17）、本矿井施工将穿过主要煤层及不可采的煤线，为确保安全施工，揭开煤层时，必须严格按《煤矿安全规程》、《煤矿建设安全规定》、《揭煤施工技术安全措施》等有关规程、规范的规定执行，编制专门的安全措施。
18）设计配备了地面固定式瓦斯抽放系统，矿井生产过程中要坚持瓦斯抽放，降低煤体瓦斯压力，减少瓦斯突出的可能性。
19）注意搞好顶板管理，当悬顶过长不跨时应强迫放项，在地质构造复杂和老顶来压段应加强顶板监护和有效控制。
第五节 矿井瓦斯抽放
该矿为新建矿井，未作瓦斯等级鉴定工作，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井瓦斯鉴定资料，该区域瓦斯含量较高，所以本矿按高瓦斯矿井进行设计管理，在生产过程中及时补作瓦斯等级鉴定工作，并加强矿井通风，采取有效的预防措施，防止矿井瓦斯聚集，严格执行《煤矿安全规程》的有关规定，保证矿井安全生产。本次设计参照可乐向斜南东翼的邻近矿井瓦斯鉴定资料，选择其中瓦斯、二氧化炭碳涌出的最大数据为依据，即矿井绝对瓦斯涌出量5.12m3/min，相对瓦斯涌出量29.24m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.84m3/min，相对涌出量5.08m3/t。
本设计根据该鉴定报告及邻近矿井调查的结果，按高瓦斯矿井进行设计和管理。在开采过程中应加强通风及瓦斯检测记录，防止局部瓦斯积聚，必须关注瓦斯涌情况，根据情况采取措施。矿井在建设及生产期间必须进行瓦斯含量、瓦斯涌出量的测定，并定期进行瓦斯等级鉴定。
一、 瓦斯来源分析
井下瓦斯来源主要是开采层回采巷道及工作面煤层释压、落煤解释瓦斯、采空区浮煤解释瓦斯和临近层涌入瓦斯。由于本矿以前没有瓦斯抽放系统，因此没有瓦斯来源统计分析资料，根据所在井田矿区的开采实践分析资料：开采层巷道及工作面煤层释压、落煤解释瓦斯一般占工作面瓦斯涌出量的40～46%，采空区浮煤解释瓦斯和临近层涌入瓦斯一般占工作面瓦斯涌出量的54～60%。考虑到本矿开采深度浅，开发强度相对较低等因素预计本矿深部水平瓦斯来源比例是：开采层巷道及工作面煤层释压、落煤解释瓦斯一般占工作面瓦斯涌出量的40%，采空区浮煤解释瓦斯和临近层涌入瓦斯占工作面瓦斯涌出量60%。
(1) 瓦斯含量及储量
矿井瓦斯储量应为矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。瓦斯储量的大小标志着瓦斯资源多少，同时亦是衡量有无开发利用价值的重要指标，可按下式计算：
Wk=Wl十W2十W3
式中Wk—矿井瓦斯储量，Mm3；
Wl—可采煤层的瓦斯储量，Mm3；
Ali—矿井可采煤层i的地质储量，Mt；
X1i—矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3／t；
W2—受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯的各不可采煤层的总瓦斯储量，Mm3；
A2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的储量，Mt；
X2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量，m3／t；
W3—受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3，实测或按下式计算：
W3＝K(W1十W2)
K—围岩瓦斯储量系数，取K＝0.1。
根据上面的公式可计算得Wk=（1.0+0.1）×1.41×18.18=29.5Mm3。（注:式中29.5为煤层原始瓦斯含量，由于矿井没有瓦斯实测资料，此值是按分源预测法反推出的瓦斯含量值，故此值还需以后进行实测来进一步验证）。
另根据本矿井M18煤层开采结果，本井田瓦斯含量及储量参照M18煤层开采时瓦斯情况煤矿,计算其它煤层开采结果如下表：
(2) 瓦斯涌出预测情况
矿井开采时，总风量为27m3/min，回风瓦斯浓度0.45％，矿井绝对瓦斯涌出量约为12.15m3/min(取13.0m3/min)。回采工作面的绝对瓦斯涌出量平均为7.8m3/min，占60.0％；掘进工作面瓦斯涌出量平均为3.71m3/min,占28.5％；采空区及巷道瓦斯涌出量为1.49m3/min,占11.5％。从瓦斯来源可以看出矿井瓦斯主要来源于回采工作面。
(3) 瓦斯涌出量的预测
参考各煤层瓦斯含量情况，按算数平均分配计算方法，开采主要可采煤层时瓦斯相对涌量预计为：29.5m3/t
根据生产实践情况，生产不均衡系数一般在2.0以内，则通风抽放设计应按最大日产原煤400吨考虑。再考虑掘进和密闭；系数按再扩大1.2倍考虑（确保安全系数）。这样矿井开采主要可采煤层是生产班的最大瓦斯绝对涌出量计算结果为：
(400×29.5×1.2)/24×60=9.8m3/min
二、瓦斯抽放
A、抽放的目的及方法
(一)、抽放目的及范围
本瓦斯抽放系统立足于解决全矿井的瓦斯问题。虽考虑当前，更着力长远。结合生产接续安排，主要考虑技术改造完成后（年生产9万吨）的瓦斯抽放工作。
根据前一章 “矿井瓦斯情况及预测结果”，为确保瓦斯抽放泵将来的抽放能力，在设计通风及瓦斯抽放系统时，最大瓦斯涌出量按矿井13.0m3/min计取。
结合生产接续安排，主要考虑回采工作面瓦斯综合治理及抽放工作。
(二)、瓦斯抽放必要性和可行性论证
1、抽放瓦斯的必要性
根据国家安全生产监督管理局和国家煤矿安全监察局第5号令第十条，高瓦斯矿井应有瓦斯抽放措施，并装备安全监控系统。
矿井同时具备以下条件时，必须建立瓦斯抽放系统。
（1）.一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面的瓦斯涌出量大于3m3/min。
（2）.矿井瓦斯绝对涌出量大于15m3/min。
(3). 瓦斯抽放系统瓦斯抽放量应稳定在不小于2m3/min以上。
(4).瓦斯资源可靠,储量丰富,预计瓦斯抽放服务年限不少于10年
本矿开采深部煤层时,以上四个条件部分具备；尤其对于局部区域的瓦斯超限(如采面上隅角等),采用通风方法可能无法解决瓦斯问题,从安全及经济性等综合考虑，建立瓦斯抽放系统。
依照贵州省煤炭管理局、贵州煤矿安全监察局“关于高瓦斯、突出矿井必须建立瓦斯抽放系统”的要求，该矿也必须进行瓦斯抽放。
2、抽放瓦斯的可能性
衡量未卸压原始煤层可抽性的指标主要有下列三项。
a、煤层的透气性系数(λ)
b、钻孔瓦斯流量衰减系数(p)
c、百米钻孔瓦斯极限抽放量(Qj)
煤层抽放瓦斯难易程度分类
抽放难易程度分类见表4-5-1
表4-5-1煤层预抽瓦斯难易程度分类表
由于本矿在地质勘查阶段未做相应的工作，故建议在今后开采过程中必须进行这项工作，以确定煤层进行预抽的可能性。
瓦斯抽放的可行性应以抽出瓦斯效果和经济性、可操作性来评价。鉴于本矿未作抽放可抽性的几项指标鉴定,参照临近矿井预抽的情况。为尽早地发挥瓦斯抽放优势,确保本矿在安全上有把握的进行瓦斯抽放（本矿煤层有自燃倾向性），服务于矿井安全生产。本次设计采用成熟且见效的打钻预抽放技术；对准备采煤工作面采用打钻预抽放瓦斯。
3、抽放瓦斯效果预计
根据本矿工作面实际情况,结合临近类似矿井生产实践经验。为确保工作面上隅角瓦斯浓度不超限,在准备的采煤工作面提前进行打钻预抽放瓦斯纯量应大于采面瓦斯总涌出量减去风排总瓦斯量。
根据本矿开采方案，预计在本抽放服务年限内矿井瓦斯涌出量最大时，应在回采采区下部回采工作面。回采工作面配风量为10m3/s＝600m3/min。
则采面风排瓦斯极限量为：
q排=Q•C
式中：q排—风排瓦斯极限量，m3/min
Q—工作面风量， 600m3/min
C—工作面回风流允许的最大瓦斯量，取1%
经计算，得q排=6.0m3/min
采面瓦斯总的q涌max=13×60%=7.8m3/min，采面q排为6.0m3/min,可见 q涌max＞q排，在增加工作面配风有困难的情况下，有必要采取提前预抽放瓦斯来解决瓦斯治理问题。且矿井预抽放瓦斯总纯量应大于1.8m3/min。
(三)、抽放方法
1、抽放方法简介
煤矿抽放瓦斯是减少矿井和采区瓦斯涌出量的有效途径，也是防止煤与瓦斯突出的主要措施之一。抽放瓦斯方法的选择，主要是根据矿井（或采区、工作面）瓦斯来源、煤层赋存状况、采掘布置、开采程序以及开采地质条件等因素进行综合考虑。目前抽放瓦斯方法主要有：开采层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放，选择具体抽放瓦斯方法时应遵循如下原则：
1)、选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、开采巷道布置、地质条件和开采技术条件；
2)、应根据瓦斯来源及涌出构成情况，选择抽放瓦斯方法；
3)、有利于减少井巷工程量，实现抽放巷道与开采巷道相结合；
4)、选择的抽放瓦斯方法应有利于抽放巷道布置与维修、提高瓦斯抽放效果和降低抽放成本；
5)、所选择的抽放方法应有利于抽放工程施工、抽放管路敷设以及抽放时间增加。
根据该矿生产布局及瓦斯涌出现状：开采层巷道及工作面煤层释压、落煤解析瓦斯一般占工作面瓦斯涌出量的40%，采空区浮煤解析瓦斯和临近层涌入瓦斯一般占工作面瓦斯涌出量的60%，瓦斯主要来源是采空区。根据本矿瓦斯抽放需要和可能性分析，结合邻近国有大矿—中岭煤矿的抽放经验，抽放方法主要确定为从准备的回采工作面掘进时,打钻提前预抽采面瓦斯。可以结合对已停采老空区积聚的瓦斯采取“封闭抽放”方法。
2、抽放方法的确定
本矿设计抽放方法,采面上隅角埋管瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放，掘进面预抽。
择具体抽放瓦斯方法
2、抽放工艺
（1） 掘进工作面边掘边抽
平山煤矿掘进工作面如果瓦斯涌出量较大，可以采取边掘边抽，抽放钻孔始终保持超前掘进头10米，其优点抽放时不影响掘进，且抽放效果较好，缺点是需掘钻场，增加工程量，见图4-5-1，钻场规格宽2m，长4m，高与掘进巷道相同。
抽放钻孔布置：抽放钻孔布置见图3-1，钻孔技术参数见表4-5-2。
另可采取在掘进迎头，直接打钻抽放，此方法可减少掘进工程量，但掘进头必须等待瓦斯抽放，影响掘进进度。
表4-5-2 边掘边抽钻孔技术参数表
封孔工艺：钻孔采用聚氨酯封孔，对于井下封孔而言，主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等均有一定的要求。可选用聚氨酯封孔材料，在钻孔内6.4～7.5m深度封孔，钻孔密封段长度仅1m，既能保证密封严密，又可节省封孔材料。该聚氨酯封孔材料膨胀倍数20倍以上，聚氨酯发泡均匀、细小，孔隙又不联通，还有可塑性，适于动压区封孔；在抽放瓦斯负压60～80KPa、正压2MPa下，钻孔密封严实不漏气。
聚氨酯封孔采用卷缠药液法,缠药方法及钻孔内封孔管结构如图3-2所示。抽放管为内径25mm的焊缝钢管，长为8m，在管前端焊上铁档板，套上木塞和橡胶垫圈，距前端橡胶垫圈1m处，再套上木塞和橡胶垫圈，并用铁线缠紧固定，在1m间距内的抽放管上固定一块毛巾布（1m×0.7m）。封孔操作程序为：先称出封一个孔的甲、乙组成药液，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色变为乳白色时，停止搅拌，将药液均匀倒在毛巾布上，边倒药液边向抽放管上卷缠毛巾布，并把卷缠好药液的封孔管迅速插入钻孔，大约5分钟后，药液开始发泡膨胀，20分钟后停止发泡，逐渐硬化固结。为了避免封孔管晃动影响封孔质量，孔口处用木塞楔紧。封一个钻孔的聚氨酯用量约为1Kg左右。
钻孔与管路的连接：聚氨酯封孔1小时后，便可与抽放管路连接。钻孔与管路连接处应设置流量计和阀门。钻孔封孔器与抽放管路的连接如图3-3所示。连接管采用胶管。预抽一定时间后，根据抽放量的大小决定停止抽放的时间，继续向前掘进，掘进到距钻底5m左右的超前距时，停止掘进，重新打钻孔抽放瓦斯，如此反复循环。
（2） 煤层预抽
为降低煤层开采时的瓦斯涌出量，可在巷道两侧打钻孔进行煤层瓦斯预抽。
钻场布置：在巷道一侧或两侧每隔15m左右施工一个钻场，钻场的规格为长×宽×高=4×3×1.8 m，采用木棚支护。
钻孔布置：在每一个钻场内，沿煤层倾斜方向布置5个顺层抽放钻孔，钻孔深度30-50m,钻孔布置示意图见图4-5-4，钻孔参数见表4-5-3。
封孔工艺及钻孔与管路连接与掘进工作面钻孔相同，钻孔内抽放管选用长8m直径25mm的铁管，为防止堵塞，抽放管顶端钻10个直径10mm小孔，最好用双层铁筛网包扎好。用聚氨酯封孔，封孔长度6--8m以上。
（4） 老采空区瓦斯抽放
本矿采用走向长壁采煤法，采空区需密闭，采面采用”U”通风,一般来说采煤时老采空区瓦斯向采面涌出较大，应考虑采空区插管抽放。见图4-5-5。
图4-5-5 采空区插管抽放瓦斯示意图
抽放支管安设到采面回风巷上出口。除旧巷、老空区密闭处留置三通及闸阀外，回风巷支管每隔30米留一个三通及闸阀(或堵板)，在采面往前推进接近的三通时安设旁抽管，旁抽管始终保持超前工作面两组。旁抽管每根长约8～10米，三通和旁抽管间安装有闸阀(或堵板)，待旁抽管进入上隅角及采空区时，抽吸上隅角及采空区瓦斯，外面一根旁抽管抽上帮条带瓦斯。以后依次向外进行旁抽管的安装。需要抽时就打开三通与旁抽管间的闸阀或堵板。回采工作面抽放管为永久投入，不予回收。
B、抽放管路系统
根据地形及矿井巷道布置情况，瓦斯抽放管路路线为(二采区最下区段)：
三、瓦斯抽放备选型
A、 抽放管路选择
（一）、抽放量的确定：
当矿井的生产都集中到一个面时，瓦斯绝对涌出量是7.8m3/min，采面风排瓦斯极限量是6.0m3/min（第二章第一节）。
1、回采工作面抽放量计算
按照35%的瓦斯抽放率，30%的抽放瓦斯浓度的要求进行计算得回采工作面瓦斯抽出纯量。
Q纯=Q涌•35%
式中：Q纯——工作面抽放瓦斯纯量m3/min
Q涌——工作面瓦斯涌出量7.8m3/min。
得Q纯=2.73m3/min
同时计算出回采工作面抽放瓦斯混合量为
Q混=Q纯÷30%=9.1m3/min
根据该矿井现有主扇能力以及巷道布置，回采工作面配风量为600m3/min，则可计算出极限风排瓦斯量。
Q极=Q风•1%=600×1%=6.0m3/min
1%是按照《煤矿安全规程》的要求回采工作面允许最高瓦斯浓度。
Q抽+Q排=8.73m3/min >Q涌=7.8m3/min
即风排瓦斯配合抽放瓦斯量能够解决回采工作面的瓦斯涌出量，达到安全生产的目的。
2、抽放管径计算
回采工作面分管管径计算
根据公式d分=0.1457(a /v)1/2
式中d分——抽放管内径，米
a——管内混合瓦斯流量m3/min a分=9.1m3/min
v——管内瓦斯流动速度m/s 取12m/s (5—15m/s)
计算结果： d分=0.129m
按照该矿的开采布局和生产接续，考虑加入掘进和密闭量抽放量,则抽放主管计算结果如下：
根据公式d主=0.1457(a /v)1/2
式中d主——抽放管内径，米
a——管内混合瓦斯流量m3/min a主=13m3/min
v——管内瓦斯流动速度m/s 取13m/s (5—15m/s)
计算结果： d支=0.1457m
根据计算，取主管直径为DN150mm，分管直径为DN133mm。
3、管路管壁厚度计算
根据公式：δ=pd外/2[σ]
式中：δ——管壁厚度cm
p——管路中最大工作压力，kg/cm，取20kg/cm2
d外——管道外径cm
[σ]——应力，取600kg/cm2
计算结果：δ主=0.33cm
根据计算，为增加安全系数，主管壁厚选择壁厚均为0.4cm；分管壁厚选择壁厚均为0.3cm。
4、管道阻力计算
①摩擦阻力
根据公式H=LQ2△/k•d5
或中：H——阻力损失率 mmH2O
L—管路长度 m，分管400m，主管600m
Q—管道流量 分管564m3/h,主管960 m3/h
△—混合气体对空气的比重，查表取0.889
K—系数，查表取0.71
d—瓦斯管内径 cm。
经计算得：回采工作面H分=209.8mmH2O
H主=216.4mmH2O
②局部阻力：用估算法取局部阻力为摩擦阻力的15%(一般情况取10%--20%)
H局=63.93mmH2O
③管道总阻力
H总 = H主+H支+H孔口 +H局
= 216.4 +209.8+63.93+ 1200=1690.13 mmH2O
H孔口--------孔口负压,根据现有预抽生产矿井实际取值。
B、瓦斯泵选择
1）、瓦斯流量计算
根据公式：Q=ΣQ纯k/(x•η)
式中：Q——瓦斯额定流量，m3/min
ΣQ纯——在抽放期间的最大瓦斯抽出纯量之和 m3/min
按一个工作面加上一个老采空区密闭抽放时的最大瓦斯纯量计算 得3.0m3/min
X——瓦斯泵入口瓦斯浓度，取30%
η——瓦斯泵的机械效率 80%
K——抽放系数 取1.2
计算得Q=16.5m3/min
2）、瓦斯泵压力计算
H=（H入+H出）K
式中：
H—— 瓦斯泵的压力，mmH2O；
H入—— 井上负压段管路阻力损失，mmH2O；
K—— 备用系数，K=1.2；
H出—— 井上正压段管路阻力损失，mmH2O。
H = (1690.13+120)×1.2 =2172.2 mmH2O。
3）、瓦斯泵的选择：
依据计算得出选择瓦斯抽放泵的参数为：
Q=16.5m3/min=990m3/h
H泵=2172.2mmH20
经比较分析，选用湖北神珑泵业有限责任公司生产的2BE1 203-O型水环式真空泵，配套电机为30kw。
4)、其它瓦斯防治措施
本设计除建立完善的通风系统和可靠的瓦斯抽放系统外，还考虑采取如下措施综合防治瓦斯：
建立先进的安全生产监控系统，对矿井瓦斯、风速等进行连续自 动监测，及时、准确地掌握和了解井下通风、瓦斯等情况。
配备个体巡回检测设备等安全仪表，通过巡回检测，随时了解井下瓦斯隐患情况，防患于未然。
在生产过程中，严格执行《煤矿安全规程》中的有关规定，加强通风瓦斯检查、管理工作。并加强矿井瓦斯地质等基础工作，为矿井通风瓦斯科学管理提供可靠的依据。
5)、抽放巷道选择
瓦斯抽放巷道，选择在工作面回风顺槽；
四、管路敷设及附属设施
(1)、井下瓦斯管路的敷设要求
a、瓦斯管路需涂防腐剂，以防锈蚀。
b、管路底部应垫木垫，垫起高度不低于30cm 。
c、倾斜巷道的管路，应用卡子将管路固定在巷道支护上，以免下滑。
d、管路敷设要求平直，避免急弯。
e、主要运输巷道中的瓦斯管路架设不得小于1.8m。
f、管路敷设时，要求坡度尽量一致，避免高低起伏，低洼处需安装放水器。
g、敷设的管路要求进行气密性检查。
(2)、附属装置
管路系统的附属装置有各类阀门、测压嘴、计量装置、钻孔(场)连接装置、放水器、防爆阻火器等。
a、瓦斯泵出入口阀门，每台瓦斯泵的入口和出口各一个。要求阻力小，最好使用闸板式阀门。
b、入口负压测量装置—静压管。
c、出口正压测量装置—静压管。
d、测量测定装置—流量、压力、浓度测量计等。
e、瓦斯泵要有独立的供电系统，由地变电所引两回独立线路至瓦斯抽放泵。
五、安全
根据矿井瓦斯涌出量大小，不同时间，不同地点，应选择切实可行的抽放方法。
(一)、根据不同的抽放方法，应制定相应的针对性强的安全措施。
1 .如果要采面上隅角留管抽放（利用支管上加三通安旁抽管抽放），应当将管留下，以免因拔管有可能引起火花而造成瓦斯爆炸。
2 .如果在本矿有自燃发火危险煤层的采空区抽放瓦斯时，必须经常检查CO浓度和气体温度等有关参数的变化，并采用自动监控装置。发现有自燃发火征兆时，应及时采取措施处理。
3 .采用钻孔抽放瓦斯或者密闭内插管抽放瓦斯，应做到封闭严密，以提高抽放效果。
(二)、对瓦斯抽放管路的安全要求：
1、 抽放管必须采用阻燃、抗静电的材料。具有良好的气密性，足够的机械强度，并应满足防冻、防腐蚀的要求。
2、 抽放管路宜沿回风巷道或矿车不经常通过的巷道布置。特殊情况抽放管布置在轨道井中，必须制定防跑车撞坏管路的防范措施。
3、 抽放管需进行防腐处理，外涂红色以示区别。
4、 当抽放管设备或管路发生故障时，管路内的瓦斯不得留入采掘工作面及机电硐室内或机房内。
5、 抽放管路不得和带电体接触，不能和电缆布置在同侧，抽放管路必须在入井前进行接地处理。井下要有被砸坏的保护措施。
6、 井下抽放管路应垫不低于30cm的木垫，以防底鼓损坏管路。
7、 倾斜巷道内的抽放管路，应用卡子将管子固定在巷道支护上，以免下滑。在倾角28°以下的巷道中，一般每隔15～20米设一个卡子固定。
8、 地面抽放管路布置要求：
① 尽可能避免布置在车辆通行频繁的主干道旁。
② 不得将抽放管路和自来水管、暖气管、下水道管道、动力电缆、照明电缆及通讯电缆敷设在同一条地沟内。
③ 抽放主管路距有关物体的距离要求：
1） 距离建筑物＞5m；
2） 距离动力电缆>1m。
3） 距离水管和排水沟＞1.5m；
4） 距离木电线杆＞2m
④ 抽放管路不得从地下穿过房屋或其他建（构）筑物，一般情况下也不得穿过其他管网。当必须穿过其他管网时，应按有关规定采取措施。
9、 抽放管路敷设要平直，不要拐急弯。
10、 主管、分管、支管及其与钻场连接处均要安设阀门及观测孔。
11、 在抽放管路的适当位置应安设除渣装置和测压装置。
12、 抽放管路分岔处应设置控制阀门，阀门规格应与安装地点的管径相匹配。
13、 在抽放钻场、管路拐弯、低洼、温度差异大的地方及沿管路适当距离（间距一般为200～300m，最大不超过500m）应设置放水器。放水器要保证在放水时，不影响抽放。
14、 使用钢板卷管，壁厚需3～6mm，并需进行0.2～0.5MPa的水压试验或1Mpa以上的气压试验。合格后才可以使用。
15、 通往井下的抽放管路应采取防雷措施。
（三）、对抽放站的安全要求：
地面固定地式抽放站
1、抽放站站址应选择不受洪涝威胁且工程地质条件可靠的地点，无滑坡、溶洞、断层及塌陷等灾害。
2、抽放站宜设在回风井工业场地内，泵房距井口和主要建筑物及居住区不得小于50m。
3、泵房内及泵房周围20m范围内严禁有明火。
4、泵房建筑必须采用不燃性材料，耐火等级为二级。
5、泵房周围必须设栅栏或围墙保护。
6、泵房内及泵房周围 20m范围内的电器设备（含电话），仪表及照明等都必须采用矿用防爆型的，并按井下防爆电器管理规定进行管理，消灭失爆。泵房应采用双回路供电，电器设备一套使用，一套备用。泵房必须装有直通矿调度室的电话。
7、泵房内的电器设备，值班室应与泵房隔离分开，分成泵房、配电间、值班室，避免相互干扰。
8、泵房内要保证通风良好，房顶应设天窗，防止瓦斯积聚，并安设瓦斯报警装置。瓦斯探头设在泵房中上部瓦斯易积聚的位置，并保证灵敏可靠，报警浓度0.5%。
9、泵房内必须安设安全监测系统，对泵的开停，抽放管内瓦斯浓度，流量、抽放负压，温度和CO以及泵房内的瓦斯浓度等实施自动监测监控。当出现异常时能自动报警断电等。泵房内必须配备有测量负压、流量、温度及瓦斯浓度等的仪表，并制定泵房内定时人工检查的制度。
10、抽放站应设避雷装置，避雷装置应高于瓦斯放空管。避雷的覆盖面应能保护整个抽放站。
11、抽放站应有防火措施，应有供水系统。泵房设备冷却水一般采用闭路循环。给水管路及水池容积应满足消防用水量。
12、泵房附近的管路应设置放水器及防爆、防回火、除渣装置和压力、流量、浓度测定装置，还应设置采样孔、阀门等附属装置。
13、抽放站在吸排气两端应设置瓦斯放空管。放空管直径不得小于吸排气两侧的主管直径，高度至少超过泵房屋顶5米以上。为防杂物和雨水进入放空管内，其上端管口要设置保护盖帽。
14、使用水环式真空泵的循环水系统必须正常，供水可靠，严禁泵内缺水或无水。高低位水池位置要合适，池容要够，保证供水压力和水量。水质要好。泵房冷却低位水池严禁密封，要采取防止瓦斯积聚的措施。
2、抽放系统安全措施
(1)、抽放钻场、钻孔施工防治瓦斯措施。
在钻孔施工中碰防止瓦斯涌出事故及机械伤人事故。具体有：
1)、边钻进边抽放瓦斯；
2)、钻机配备的电动机及附属电气设备必须是防爆型的；
3)、劝配备瓦斯检测器及警报器，定期检查瓦斯浓度，一旦瓦斯超限，必须立即停钻处理：
4)、钻场内使用的敲击工具必须用铜制造;
5)、钻工必须衣着整齐利索，以免被机械绞伤；
6)、钻机转动部件的防护装置及保护外罩必须完整无缺；
7)、扶“给进把”时，身体与“给进把”不能成一直线，应离开一定距离，以免孔内发生故障，“给进把”打伤人；
8)、开动钻机前应做好准备工作，分式要明确，操纵钻机应动作协调，达到准确无误，勿用手脚拉蹋滚筒上的钢丝绳，以防止被钢丝绳绞伤。
(2)、管路防腐蚀、防漏气、防砸坏、电气防爆、防静电，防带电、防底鼓措施；
1)、瓦斯管路需涂防腐剂，以防锈蚀；
2)、管路底部应垫木垫，垫起高度不低于30cm，以防底鼓损坏管路;
3)、主要运输巷道中瓦斯管路架设高度应大于18m，以免被砸损坏;
4)、管路需进行气密性检查以免漏气。 ，
(3)、斜井管路的防滑措施
倾斜巷道中的瓦斯管路，应用卡子固定在巷道的支护上，以免下滑损坏。
瓦斯抽放系统必须进行专门的《瓦斯抽放设计》；故本专篇未进行全面的设计，其它不足部分由专门的《瓦斯抽放设计》完善。
第一节 概述
一、 煤层自燃倾向性
该矿未作煤炭自燃倾向性鉴定，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，该区域煤层自燃倾向属Ⅱ类（自燃煤层），所以两煤层的煤炭均按自燃矿井管理。在建井期间及时补作各煤层的自燃倾向性鉴定。
二、采煤方法及采掘设备
1、 采煤方法
平山煤矿采用走向长壁采煤法，阶段下行式开采。
2、 采掘设备
回采工作面采用爆破落煤，刮板运输机运输，运输巷采用胶带运输机运输；掘进工作面采用电煤钻打眼，放炮落煤，矿车运输，局部通风机通风。
第二节 开采煤层自燃预测及防治措施
一、煤的自燃预测及分析
1．煤的自燃因素分析
引起煤自燃的因素较多，主要如下：
（1）煤的炭化程度。煤层的自燃性一般随煤炭的变质程度的增高而降低，一般情况下挥发分含量在12％以下的无烟煤难以自燃，但若有其它原因，也可能产生自燃。
（2）煤岩组分：煤层中有集中的镜煤和亮煤，特别是含有丝煤时，煤的自燃倾向就大；而暗煤多的煤，一般不易自燃。
（3）煤的含硫量：含硫分愈高，吸氧能力越大，越易自燃，含黄铁矿、黄铜矿结核较多，也具有自燃危险性。
（4）煤的破碎程度：煤的破碎程度大，增加了煤的氧化表面积，使煤的氧化速度加快，容易自燃。脆性与风化率较大的煤易于自燃。
（5）煤的水分：水分能加速煤的氧化过程，同时使煤体疏松、造成细微裂隙，加大吸氧能力，并降低着火温度，但过多水分则可抑制煤的氧化。
（6）地质构造：地质构造复杂、围岩及煤层破碎带易引起煤层自燃。
（7）开拓开采条件及通风方式：矿井开拓方式和开采方法与通风方式若选择不合理，往往造成丢煤多、煤柱破碎，漏风严重，给煤层自燃造成良好条件，增加自燃的可能性。
2．煤的自燃预测
以上通过各种因素对煤层自燃进行分析，根据鉴定报告提供的资料，本矿井煤层按具有自燃发火倾向性考虑。
另外，矿井在采掘进程中煤层自燃的早期识别可采用气体分析法，即使用气相色谱仪对采自矿井中坑道中某些反映煤层早期自燃的敏感性气体如CO、CO2或烷烃类气体等煤层自燃临界值浓度来分析预测矿井煤层是否有早期自燃现象以达到预测预报的目的。在确认主采的各层煤层为自燃煤层后，矿井需配备束管集中监测系统。
3．建议
由于地质报告所提供的资料不全，建议在矿井生产前补充完成有关资料，以便于生产中采取针对性措施，预防煤层自燃发火。
二、煤的自燃预防措施
1.开拓开采方面的措施
主斜井布置在岩层中，副斜井、回风井均布置在煤层中，矿井开采时，要注意观察，加强自燃征兆的早期识别工作。采煤方法对自燃发火的影响主要表现在煤炭回收率的高低、回采时间的长短上。本矿采用走向长壁后退式采煤法，回采率高，巷道布置简单。顶板管理采用全部垮落法，人工攉煤，清扫浮煤，尽量使工作面回采率提高，采煤工作面回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。综合防治，有很高的防火安全性。
合理的采煤方法能够提高矿井先天的抗自燃发火能力，多年来的实践表明，降低煤层自燃发火的可能性要从以下几个方面着手：
（1）少丢煤；
（2）控制矿山压力，减少煤柱破裂；
（3）合理布置采区；
（4）回采时应尽量避免过分破碎煤体；
（5）加快工作面的回采速度，使采空区热源难于形成；
（6）及时密闭已采区和废弃的旧巷；
（7）注意选择回采方向，不使盘区回风巷过分受压或长时间维护在煤柱里。
2.通风方面的措施
通风因素的影响主要表现在采空区，煤柱和煤壁裂隙漏风，漏风就是向这些地点供氧，促进煤的氧化自燃。采空区面积大，漏风量相当大，但风速低，散热作用差，在工作面的两巷（回采工作面的运输巷和回风巷）一线（停采线），过断层地带，煤层变薄跳面的地方有大量的浮煤堆积，最易发生自燃。所以每一回采工作面回采完毕必须立即进行封闭，以减少浮煤堆积地点的漏风量，防止自燃。良好的通风系统可以在很大程度上控制自然火灾的发生。为防止煤层自燃，本矿在通风方面采取如下措施：
（1）本矿井在开采过程中，工作面采用“U”型通风方式，两进一回。新风和乏风均不通过采空区，漏风少；
（2）调节风门、风门应设置在围岩坚固、地压稳定的地点，还应避免引起采空区或煤柱裂隙漏风量的增大；
（3）采取措施，降低采区进回风巷之间两端的负压差，以减少漏风；
（4）风门、调节风门之间的距离留有较大的余地；
（5）设置双向风门，矿井可实现反风，以防火灾事故扩大；
（6）实现风门闭锁，使一组风门不能同时敞开，确保风流稳定。
3.监测方面的措施
1.人的感官可以察觉的自燃征兆
①巷道中出现雾汽或巷壁汗“挂汗”；
②风流中出现火灾气味，如煤油味、松香味、臭味等；
③从煤炭自燃点流出的水和空气较正常的温度高；
④当空气中有毒有害气体浓度增加时，人们有不舒服的感觉，如头痛、头晕、精神疲乏等。
2.仪表检测
1）有下列情况之一者，定为自燃发火：
①煤炭自燃出现明火、火灾烟雾、煤油味等；
②煤炭自燃使环境空气、煤层围岩及其它介质温度升高并超过70℃；
③采空区或风流中出现一氧化碳（CO），其浓度已超过矿井实际统计的临界指标，并有上升趋势。
2）有下列情况之一者，定为自燃发火隐患：
①采空区或井巷风流中出现一氧化碳，其发生量呈上升趋势，但尚未达到矿井实际统计的临界指标；
②风流中出现二氧化碳（CO2），其发生量呈上升趋势，但尚未达到矿井实际统计的临界指标；
③煤炭、围岩及空气和水的温度升高，并超过正常温度，但尚未达到70℃；风流中氧（O2）浓度降低，其消耗量呈上升趋势。
3．自燃发火观测站
本矿采用一氧化碳增量法预测工作面火灾，确定煤层自然发火的标志气体和建立自燃发火预测预报制度。派专人每班检测1次，所有检测分析结果必须记录在专用的防火记录簿内，发现自燃发火指标超过或达到临界值等异常变化时，必须立即报告矿安全管理人员和矿技术负责人，发出自燃发火预报，采取措施进行处理。自燃发火观测站设置位置示意图如下：
三、防灭火方法
本矿所采煤层的煤炭为自燃，设计采用流动汽雾阻化剂防灭火技术。
流动汽雾阻化剂防灭火技术，能充分地利用漏风通道裂隙微小漏风，使汽雾较均匀地进入釆空区，覆盖和湿润浮煤，阻止或减缓氧化。成本低(吨煤成本0.2元/t)，操作简便。对于缓及倾斜、急倾斜煤层均适用。
1．灭火原理
流动汽雾阻化剂防灭火技术是通过雾化器加速、加压使水溶液变为微小雾滴，雾滴以漏风风流为载体飘移到采空区，覆盖在残煤表面，对煤体产生物理和化学的综合作用，减少煤体表面与空气的接触面，抑制煤表面活化物氧化反应速度，达到防残煤自燃的目的。
2．系统组成
流动汽雾阻化剂防灭火系统由储液箱、高压泵、过滤器、电器开关、高压胶管、雾化器等组成。见图5—2—1。
阻化剂的作用就是利用阻化剂分子与煤体表面活性分子的相互吸引，破坏煤体表面自由力场，促使氧原子(0)恢复到分子状态(02)，使煤表面活化物质氧化反应速度放慢或者抑制，起到阻化作用。针对本煤矿，选用卤块(片)作为阻化剂，阻化剂浓度为20%，阻化率为80%。
4．喷洒量计算
（1）工作面一次喷洒量可按下式计算：
V1=Kl•K2•A•L•H•S•r/R
式中：
K1——易自燃部位药液量加量系数，一般取1.2
K2——采空区遗煤容重 1.0t/m, 取遗煤样实测
A——吨煤吸液量 0.058t/t
r——阻化剂溶液容重 1.05t/m3。
L——工作面长度 100m
H—采空区底板遗煤走向长度
S——采空区底板遗煤厚度 0.1m
R———雾化率 ％ 取R=80％
V1=Kl•K2•A•L•H•S•r/R
=1.2×1.0×0.058×100×2.0×0.1×1.05/80%=1.88t
（2）工作面一次喷洒所需阻化剂用量
V2= V1×ρ=2.2×20%=0.44t
选用卤块(片)作为阻化剂，阻化剂溶液浓度为20%，阻化率为80%。
实施时，每班2只喷枪对采空区喷雾，喷雾工作时间为2小时/班。
5．工作面日喷洒次数
本矿工作面作业形式为：三班采煤，边采边准，昼夜一循环，循环进度0.8米，喷洒工作安排在回柱放顶前进行，工作面上下口喷枪相向喷洒，在工作面中部相遇喷洒完毕。
6．系统特点
机动灵活，防灭火范围大等特点。与其它防灭火方法相比，流动汽雾阻化剂具有防灭火效果好，工人劳动强度小等特点。
第三节 井下外因火灾防治
外因火灾的主要特点是突然发生，来势迅猛，发生的时间和地点出人意料之外。由于这种突发性、意外性，常使人们惊慌失措而造成恶性事故。矿井中一切能够产生高温、明火、火花的以及由于可燃材料制成的器材和设备，如使用不当都可能会引起外因火灾。绝大多数外因火灾是由于机电设备质量不高，安装不良，又缺乏严格的检修、维护制度，长期带病运行而引起的。对于小型煤矿，由于机械化程度较低，其中爆破和明火是造成外因火灾的主要原因。
外因火灾的防治主要应从两个方面着手，一是防止失控的高温热源；其次是在井下尽量采用不燃或耐燃的材料和制品。
一、电气事故引发火灾防治措施及装备
1.井下机电硐室防火措施
平山煤矿将在井下设置水泵房、消防材料硐室等，对水泵房和消防材料硐室采取以下防灭火措施：
1）硐室必须装设向外开的防火铁门，铁门全部敞开时不妨碍运输，严禁存放无关的设备和物件，并采用防爆型的照明设备。
2）从硐室出口防火铁门起5m内的巷道，应砌碹或用其他不燃性材料支护。
3）硐室内必须设置足够数量的扑灭电气火灾的灭火器材。故应在硐室内设CO2灭火器2个，8kg干粉灭火器1个，灭火沙袋2个。
4）硐室长度超过6m时，必须在硐室的两端各设一个出口。
5）在机电设备硐室内严禁设集油坑。硐室不应有滴水，硐室的过道应保特畅通，严禁存放无关的设备和物件。带油的电气设备溢油或漏油时，必须立即处理。
6）消防材料硐室设置在运输石门内，参照煤矿建设工程安全监察手册规定配备如下：
表5－3－1 井下消防设备配备表
2.井下电气设备的防火措施
1）井下所有电气设备采用矿用隔爆型或本质安全型电气设备，并具有“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”。
2）向井下供电的变压器或发电机严禁直接接地。
3）井下低压动力为660V，照明为127V。
4）低压负荷开关选用DW80—200和KBZ-400型并配合JY82—2/3A型检漏继电器，以保证安全用电。
5）向井下配电的XGZ2-12型低压配电屏设有过载、短路、漏电保护。
6）井下局部通风机与掘进设备实现风、电、瓦斯闭锁.
7）所有防爆开关，均设有短路、过负荷、单相断线保护和漏电闭锁保护。
8）井下所有电气的金属外壳都进行接地。
3.井下电缆
1）电缆选择
（1）井下电缆按安全载流量选择，并经电压损失和短路保护校验，采用矿用橡套软电缆。
（2）井下各配电站的低压电缆均采用矿用橡套铜芯电缆。
照明电源均引自地面配电所，采用阻燃的矿用橡套电缆（UM）；电钻采用矿用电钻电缆（UZ）。
2）电缆悬挂
（1）在水平巷道或倾角在35°以下的井巷中，电缆用吊钩悬挂；
（2）在倾角在35°以上的井巷中，电缆用卡箍固定；
（3）悬挂电缆有适当的弛度；悬挂高度高于矿车；
（4）悬挂点间距为3米；电缆要在压风管、供水管等管子的上方，并保持0.3米以上的距离。
3）电缆连接
（1）电缆与电气设备的连接，用与电气设备性能相符的接线盒；
（2）电缆线芯使用齿形压线板（卡爪）或线鼻子与电气设备进行连接；
（3）不同型电缆之间严禁直接连接，采用符合要求的连线盒、连接器或母线盒进行连接；
（4）同型电缆之间直接连接时，橡套电缆的修补连接（包括绝缘、护套已损坏的橡套电缆的修补）采用阻燃材料进行硫化热补或热补有同等效能的冷补，并经浸水耐压试验，合格后方可下井使用。
4.井下电气设备的各种保护
井下电气设备有接地、短路、过流、过负荷、断相、漏电等保护。
1）电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、构架，铠装电缆的钢带（或钢丝）、铅皮或屏蔽护套等均设有保护接地；接地网上任一保护接地点的接地电阻值不得超过2Ω，并且每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接连接导线的电阻值，不得超过1Ω。
2）所有电气设备的保护接地装置（包括电缆的铠装、铅皮、接地芯线）和局部接地装置，与主接地极连接成1个总接地网，主接地极在水仓中埋设1块，用耐腐蚀的钢板制成，其面积不得小于0.75m2.厚度不得小于5mm。
3）在下列地点装设局部接地极：采区变电所（包括移动变电站和移动变压器）；装有电气设备的硐室和单独装设的高压电气设备；低压配电点或装有3台以上电气设备的地点。
4）局部接地极设置于巷道水沟内或其他就近的潮湿处。设置在水沟中的局部接地极应用面积不小于0.6m2.厚度不小于3mm的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并平放于水沟深处。设置在其他地点的局部接地极，可用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻20个直径不小于5mm的透孔，并垂直全部埋入底板。
5）连接主接地极的接地母线，采用截面不小于50mm2的铜线。电气设备的外壳与接地母线或局部接地极的连接，电缆连接装置两头的铠装、铅皮的连接，采用截面不小于25mm2的铜线。
6）40KW以上的电动机采用真空电磁起动器控制；井下的馈电线上，装设短路、过负荷和漏电保护装置；低压电动机的控制设备要具备短路、过负荷、单相断线、漏电保护装置和远程控制装置；要正确选择熔断器的熔体；每天对低压检漏装置进行一次跳闸试验.
7）127伏煤电钻和信号应设有检漏、短路、过负荷、远距离启动和停止煤电钻的综合保护装置。660伏的电气网络中，必须有过电流和漏电保护。煤电钻综合保护装置在每班故障或网络绝缘降低，应立即停电处量。检漏装置应灵敏可靠，严禁甩掉不用。
8）供电线路在入井处装设防雷电装置；通信线路在入井处装设熔断器和防雷电装置。
（1）井口安设AZ—1A型导体消雷器，消雷器的接地体距井管、轨、线接地网相互间距在20米以上。
（2）所在伸出井口的钢管和钢轨均采用铸型尼龙材料进行两处相互间距为100米的绝缘隔离，每段铸型尼龙材料长度为1米，对地绝缘电阻在150MΩ左右。
（3）所在伸出井口的钢管、钢轨和电缆的铠装铅皮在入井处均接地，接地引入线均采用截面积为50 mm2的橡套电缆，引出井口的接地体相互间距在20米以上，接地电阻不得大于2Ω。通讯线路在入井口处装设一组熔断器和避雷装置，其接地电阻不得大于1Ω。
（4）由地面直接入井的轨道、管路，必须 在井口处将金属体进行不少于两处的良好的集中接地。通信线路必须在入井处装设熔断器和避雷装置。每年雨季前必须对避雷装置进行检查试验。
二、其它火灾的防治措施及装备
1、预防矿井火灾的一般规定
(1)地面必须设置消防水池，经常保持不少于300m3的水量；
(2)井口房和通风机房附近20m内不得有烟火或用火炉取暖；
(3)井下和井口房不得从事电焊、气焊和喷灯等焊接工作；
(4)井下严禁吸烟；
(5)井下和硐室内不得存放汽油，煤油和变压器油，井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸等，必须存在盖严的铁桶内，由专人定期送地面处理；
(6)井下清洗风动工具，必须在专用硐室内进行，并必须用不燃性和无毒性洗涤剂；
(7)井下严禁使用灯炮取暖和使用电炉；
(8)所有井下工作人员都必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。
(9)矿灯房采用不燃性材料建筑；采用火炉取暖时，火炉间有单独的间隔和出口；通风要良好，严禁烟火，备有干粉灭火器和砂箱等灭火器材；充电装置要有可靠的充电稳压装置。
2、发现矿井火灾的行动原则
(1)任何发现火灾时，应视火灾性质、通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。
在现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威协地区的人员撤离危险区域，并组织人员利用现场的一切工具和器材进行灭火。
(2)电气设备着火时，应首先切断电源。在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。
(3)回采工作面和掘进工作面一旦发生火灾，应立即组织人员进行灭火，在采取一切措施后不能扑灭火灾时，应立即在运输巷和回风巷以及掘进工作面出口构筑防火墙，防火墙四周伸入巷道壁不小于0.5m，防火墙厚度为0.5m，墙体之间用黄泥充填。矿主要技术负责人负责封闭火区的工作。
(4) 回采工作面灭火原则：
①从进风侧进行灭火，要有效地利用灭火器和防尘水管；
②禁止在火源上方灭火，防止水蒸气伤人，也不能在火源下方灭火，防止火区塌落物伤人，要从侧面（即工作面或采空区方向）利用保护装置接近火源灭火；
③采煤工作面瓦斯燃烧时，要增大工作面风量，并利用干粉灭火器、砂子、岩粉等喷射灭火；
④在进风侧灭火难以取得效果时，可采取局部反风，从回风侧灭火，但进风侧要设置水幕，并将人员撤出；
⑤采煤工作面回风巷着火时，必须采取有效方法，防止采空区瓦斯涌出和积聚；
⑥用上述方法无效时，应采取隔绝的方法灭火。
(5) 掘进工作面灭火原则：
①要保持巷道的通风原状，即风机停止运转的不要随便开启，风机开启运转的不要盲目停止；
② 如发火巷道有爆炸危险，则不得入内灭火，而要在远离火区的安全地点建筑密闭墙；
③ 火灾发生在煤巷迎头、瓦斯浓度不超过2％时，可在通风的情况下采用干粉灭火器、水等直接灭火，灭火后，必须仔细清查阴燃火点，防止复燃。如瓦斯浓度超过2％且仍在继续上升，要立即将人员撤到安全地点，远距离进行封闭；
④ 火灾发生在煤巷的中段时，灭火过程中必须检测流向火源的瓦斯浓度，防止瓦斯经过火源点，如果情况不清应远距离封闭。如火灾发生在上山中段时，不得直接灭火，要在安全地点进行封闭；
⑤煤巷发生火灾时，不管火源点在什么地点，如果局部通风机已经停止运转，在无需救人时，严禁进入灭火或侦察，而要立即撤出附近人员，远距离进行封闭；
⑥ 火源在下山煤巷迎头时，若火源情况不清，一般不要进入直接灭火，应进行封闭。
3、用水灭火应注意的问题
(1)水是导电物质，不能用来扑灭带电的电气设备的火灾。
(2)水比油重，不能用水扑灭油类火灾。
(3)扑灭猛烈火灾时，不得将水直接射入火源中心，防止水蒸汽逆风而烫伤救火人员和发生水煤气爆炸。
(4)灭火水量必须充足，若水量不足，在高温下可分解为氢气和一氧化碳气体，有混合气体爆炸的危险。
4、为防止地面明火，引发井下火灾，在井口附近20m内严禁有任何火源，矸石山、炉灰场必须远离井口80米，井口房、坑木场应设置消防水管、撒砂灭火装置及高倍泡沫灭火器等设施。
5、在主井井口应设防火铁门，以防止地面火灾波及井下，防火铁门设置必须密封可靠，在平时不影响通风和运输。
6、井下放炮必须严格按《煤矿安全规程》的下列规定执行，防止放炮引发火灾。
(1)采、掘工作面部必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。使用煤矿许用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。
(2)采、掘工作面应采用毫秒爆破。在掘进工作面必须全断面起爆，在采煤工作面严禁使用2台放炮器同时进行放炮。
(3)炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分，应用粘土炮泥封实。
(4)炮眼封泥严禁用煤粉，块状材料或其它可燃性材料，无炮泥或不实的炮眼，严禁放炮。封泥长度必须符合《煤矿安全规程》第329条的规定。
(5)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时，不准装药放炮。
(6)放炮母线、连接线和电雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、刮板运输机等导电体相接触。严禁使用固定放炮母线。
(7)在放炮地点20m内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体阻塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。
(8)处理瞎炮(包括残炮)必须在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。
(9)放炮时，应采用正向起爆。
(10) 放炮必须严格执行“一炮三检查”(装药前、放炮前、放炮后)和“三人连锁放炮”(放炮员、班组长、瓦检员)制度，严禁采用糊炮、明火放炮和一次装药多次放炮。
7、为防止地面雷电导入井下，必须在通往井下的轨道，管路在井口附近设可靠接地保护装置。
井下低压系统同时存在2种或2种以上电压时，低压电气设备上应标明其电压额定值。
8、严格实行明火管制，建立健全明火管理制度，切实做到：
1）严禁携带明火下井。
2）工业广场内的进、回风井口20m内严禁烟火。
3）井下严禁使用电炉。
4）井下严禁使用灯泡取暖。
5）井口和井下电气设备必须有防雷击和防短路的保护装置。
6）井下电焊、气焊作业必须按《规程》规定进行。
7）严禁使用产生火焰的爆炸器材和爆破工艺。
8）严格火区管理。
9、井下防火墙
1）封闭火区时，应尽量缩小封闭范围，并必须指定专人检查瓦斯、氧气、一氧化碳、煤尘以及其他有害气体和风向、风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员的安全措施。
2）永久性防火墙的管理应遵守下列规定：
①每个防火墙附近必须设置栅栏、警标，禁止人员入内，并悬挂说明牌。
②应定期测定和分析防火墙内的气体成分和空气温度。
③必须定期检查防火墙外的空气温度、瓦斯浓度、防火墙内外空气压差以及防火墙墙体，发现封闭不严或有其他缺陷或火区异常变化时，必须采取措施及时处理。
④所有测定和检查的结果，必须记入防火记录簿。
⑤矿井作大的风量调整时，应测定防火墙内气体成分和空气温度。
⑥井下所有永久性防火墙都应有编号，并在火区位置关系图中注明。
10、采空区的封闭防灭火措施：采煤工作面回采结束后，必须在45天内采用密闭墙进行永久封闭，密闭墙必须使用砖或粗料石和水泥砂浆砌筑，密闭墙两端必须伸入煤体200mm，墙厚不小于250mm，密闭墙必须对表面用水泥砂浆抹平，并标明施工日期、负责人、施工材料。对有水涌出的采空区，密闭墙必须设置反水槽。
11、封闭、启封火区的要求
（1）封闭火区的要求
①建立火区管理卡片，记录火灾发生地点、发生时间及其类别，火灾的地质、采矿简况，火区范围及已经采取的灭火措施等，并绘制火区位置关系图。
②密闭墙附近设置棚栏并挂警示牌，设立记录板、记明墙内外瓦斯浓度、二氧化碳浓度、一氧化碳浓度、气温及出水温度、空气压差，检查日期及检查人姓名。
③封闭火区的密闭墙必须每天检查一次，发现急剧变化时，每班至少检查一次，一旦发现密闭不严或有其它缺陷时，应及时采取措施处理。
④如果密闭墙漏风较多，应及时严密处理，如填粘土或砂浆，或压注胶结剂等。
（2）启封火区的要求：
封闭的火区只有同时具备下列条件并经取样化验证实火已经熄灭后， 方可启封或注销。
①火区内的空气温度下降到30℃以下，或与火灾发生前该区的日常空气温度相同。
②火区内空气中的氧气浓度降到5.0%以下。
③火区内空气中不含乙烯、乙炔，一氧化碳浓度在封闭期间内逐渐下降，并稳定在0.001%。
④火区的出水温度低于25℃，或与火灾发生前的日常出水温度相同。
⑤上述4项指标持续稳定的时间在1个月以上。
启封已熄灭的火区前，必须制定安全措施。
启封火区时，应逐段恢复通风，同时测定回风流中有无一氧化碳。发现复燃征兆时，必须立即停止向火区送风，并重新封闭火区。
启封火区和恢复火区初期通风等工作，必须由矿山救护队负责进行，火区回风风流所经过巷道的人员必须全部撤出。
在启封火区工作完毕后的3天内，每班必须由矿山救护队检查通风工作，并测定水温、空气温度和空气成分。只有在确认火区完全熄灭、通风等情况良好后，方可进行生产工作。
三、井下消防、洒水系统及灭火装置
矿井取水点距离矿井工业广场约0.5公里，水量60m3/h，取水点标高1570.0m，本矿在取水点设水泵抽水至矿井地面高位水池。
矿井生产、防尘、消防用水为一供水系统，生活用水为另一供水系统。在风井口场地附近山顶建50m3地面生活水池一座，350m3生产、防尘、消防水池一座，由水源处敷设DN65焊接钢管一条至水池，再由50m3地面生活水池敷设DN50焊接钢管一趟至工业场地和生活区，以静压供水方式向工业场地及生活区供水；由350m3生产、防尘、消防水池敷设DN80焊接钢管一趟至井下，水池的标高满足井下最高用水点几何高差35m的规定，所以采用静压方式向井下用水地点供水。50m3生活水池距工业场地的几何高差不得小于25m。
在井下消防洒水系统中每隔100m设置一个三通阀门，以供消防洒水用。
在井下各机电硐室，采掘工作面主要机电运输设备安装位置等处，设置消防洒水及防尘水管，同时设置灭火砂箱、高倍泡沫灭火装置。
四、自救和互救
1、当井下发生火灾时，遇险人员必须及时打开自救器，正确佩戴好自救器，并帮助其他遇险人员佩戴好自救器，组织遇险人员迅速撤离灾区到安全地点的新鲜风流中。
2、发现火灾时，必须及时通知地面调度室，并通知其它地点可能受火灾威胁人员，撤离井下。
3、调度室接到火灾通知后，必须立即向矿长汇报，并通知矿山救护队组织营救遇险人员。
4、灾区受威胁人员，遇险不要惊慌，不要到处乱跑，要镇定自若，要有组织地逆风流方向，迎着新鲜风流撤退。
自救和互救工作参照《一通三防安全知识》执行。
一旦发生事故或发现灾害预兆，必须尽快就地按避灾路线撤退到地面。如果是非火灾和水灾事故，应首先就地进行简单救护，然后送往井下急救站或地面医务室。
第六章 矿井防治水
第一节 矿井水文安全条件分析
一、矿井水文地质情况
该区位于云贵高原乌蒙山区，属高原侵蚀地貌，地形切割强烈，地势北东高南西低，区内海拔标高1802.5—1345.8m，最高点位于矿区北西部，海拔标高1802.5m；最低点位于矿区南西部，海拔标高1345.8m，相对高差456.7m。
本区属中亚热带季风气候区，年平均气温为13℃，最高34.1℃、最低-9.6℃。年平均降雨量1243mm，多集中在6-8月，此段时间内降雨量累计可达670-680mm。平均风速为2.3m/s，最高风速为20.0m/s，多为东风。
1）区域河流、井、泉
区内井泉分布在村寨附近，流量受大气降水制约，旱季小，雨季略大，一般仅供生活用水。井田无河流通过，该溪沟为季节性，枯水期水小。地表水排泄条件尚好，当地最低浸蚀基础面标高为1650米。
2）区域含、隔水层分布及特征
区内出露的岩石以碎屑岩（玄武岩）为主，其次为碳酸岩，按含水介质划分地下水类型，以基岩裂隙水为主，其次为岩溶水及松散层孔隙水。松散层孔隙水出露较少，且无供水意义。根据对矿区及外围的调查，井泉出露较少，常年性溪沟发育，为当地主要饮用水源，其调查结果见下表：
表1-4-3 地表地下水调查结果表
1）、基岩裂隙水
其地层主要为飞仙关组(T1f)、长兴+大隆组（P3c+d），龙潭组（P3l）、峨嵋山玄武岩（P3β），其岩性是以砂岩、砂页岩为主，其次为泥页岩、大山碎屑岩，凝灰岩，含少量基岩裂隙水，多呈悬挂泉或间隙小泉点出露，并受大气降雨与植被发育程度的控制，水量小，泥页岩、玄武岩可视为相对隔水层。现分述如下：
下三叠统飞仙关组（T1f）含水岩组：岩性主要为灰绿、紫红色泥质粉砂岩、粉砂岩、砂质粘土岩夹灰岩。厚450-550m。含裂隙水，无泉点出露，调查溪流1处，流量为1.38l/s，富水性中等。为中等含水岩组。
上二叠统长兴+大隆组（P3c+d）含水岩组：灰至灰黄色粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩夹薄层泥灰岩。含2-3层煤,煤层不稳定，为区内不可采、局部可采煤层。本段厚43.6—73.0米。含裂隙水，无泉点出露,为弱含水岩组。
上二叠统龙潭组（P3l）含水岩组：为深灰、灰色粉砂岩、泥质粉砂岩、粘土岩、少量灰岩及煤层组成。顶部以M18煤层与长兴组分界。含裂隙水，无泉水出露，调查溪流4处，流量0.26-0.86 l/s,含水性及导水性均差，富水性弱。为弱含水岩组。
峨嵋山玄武岩组（P3β）含水岩组：为灰绿色、暗绿色、杏仁状、气孔状、致密块状玄武岩。厚大于50m，含裂隙水，无泉点出露，富水性极弱，为相对隔水层。
2）、岩溶水
下三叠统宁镇组(T1yn) 含水岩组： 为灰、肉红色色薄至中厚层状灰岩、泥质灰岩及钙质泥岩，顶部为白云岩。厚＞200米。含岩溶水，调查泉点2个，流量为10.01-10.35l/s，据调查，雨季更大，为富水性强的含水岩组。
中二叠统茅口组（P2m）含水岩组：岩性为浅灰、深灰色厚层、块状灰岩，夹白云质灰岩、燧石灰岩。厚大于100米。含岩溶水，调查泉点2个，水库1处,流量为10.45-18.56l/s，据调查，雨季更大，为富水性强的含水岩组。
3）、孔隙水
主要分布于第四系松散层中，其岩性溪沟中为冲洪积砂石层，洼地中为洪积—坡积物砂，砾石与亚粘土、亚砂土混合层，分布零星。该类松散层孔隙水，由于补给、赋存性能差，除了畜水农作外，其无供水价值，为透水而不含水层。
4）地表水、地下水及其联系
a、地层岩石是形成地下水的最基本条件，普查区地下水主要赋存于基岩裂隙之中，为大气降水和地表水的渗入补给提供了有利条件。
b、基岩裂隙是地下水迳流、排泄通道。
c、地貌是控制地下水的补给、迳流、排泄的重要条件。经调查，该区的地下水补给、迳流区基本一致，并在地质、地貌、岩性有利汇水的条件下，在河（沟）谷低洼处形成地下水排泄带。
综上所述，矿区内地下水补给水源主要靠大气降水。矿井直接充水含水段，主要是含煤地层及上覆岩溶含水层，富水性中等，水文地质类型属溶隙裂隙充水矿床，水文地质条件中等。在开采过程中应注意老窑积水。
4）矿井充水因素分析
充水因素包括充水水源，充水通道，充水方式三个因素，矿井直接充水水源来自飞仙关组(T1f)、长兴组（P3c）及龙潭组（P3l）砂泥岩中的地下水。间接水源主要是大气降水，其补给含水岩组并转化为地下水，然后以直接水源的形式涌入坑道。矿井充水通道主要为风化和构造成因形成的裂隙。由于煤层本身富水差，其顶板以砂泥岩构成，矿井充水主要是因开采破坏上覆地层岩石完整性而产生的裂隙致地下水沿裂隙进入矿坑，属间接充水方式。
除上述因素外，矿井水还有顶板的裂隙水，小窑水，老空水，现分述如下：
①．顶板裂隙水：主要是矿井采掘活动中，从顶板裂隙进入矿井的水，主要充水因素为地表的河流和飞仙关组第二段的岩溶水。
②．小窑水，在煤层露头线浅部，历史上造成的乱采烂挖留下的小煤窑、老煤窑均已灌水。矿井开采中应防范小窑水，老窑水的突发透水事故。
③．老空水：随着开采面积和深度的增加，浅部老空水及上覆煤层老空水可能导入井下，在矿井开采下伏煤层时应注意老空水的危害。
5）矿井涌水量
综上所述，开采煤层后，地下水水力联系增强，开采时要予以重视和监测。矿坑涌水量大，井田内水文地质条件属简单---中等复杂类型。
根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，矿井正常涌水量20m3/h；最大涌水量70 m3/h；
建议矿井在建设生产中注意收集有关水文地质资料，对矿井的充水因素，补给条件、涌水量进行分析和测定，以便为矿井的生产提供指导，达到安全生产的目的。矿井在生产过程中必须加强探放水的措施，坚持有疑必探、先探后掘、先探后采的原则。
二、水患类型及威胁程度
1、矿井水害类型
根据平山煤矿水文地质条件为中等复杂类型，矿井水害类型主要有采空区和老巷积水、顶板裂隙水、地表水。
2、突水水源与地下水导水通道
1）突水水源
突水水源主要为采空区和老巷积水。
2）地下水导水通道
平山煤矿各含水层之间一般无水力联系。如出现断层时，含水层会通过断层裂隙导入井下。在生产过程中应留足隔水煤柱，避免因开采隔离煤柱，造成采动影响，使地面水及各含水层水通过采动裂隙窜入井下。
三、矿井水文安全条件评价
1.对水文地质基础资料来源及可靠性评价
该矿区在贵州省地矿局一一三地质大队2006年11月份提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》，对区域水文地质情况、地层的富水性、矿井的充水进行了初步分析，对矿井的生产能起到一定的指导作用。
2.水文勘探程度及存在问题
（1）地质报告中已对大气降水、地表水、直接充水含水层以及部分含水层等充水因素进行了较详细的分析，但对断层等地质构造掌握程度不够，使得无法分析断层导水对水文地质条件的影响，因此，对断层的水文地质情况了解不够，在断层附近掘进时，必须充分注意，对较大的断层应留有一定保安煤柱。
（2）根据地质报告，矿区水文地质控制程度在代表性方面，有不够的地方，反映在矿井涌水量采用的数据上，难免有片面的可能，建议进一步地作好矿井水文地质调查，并作好编录，在井巷掘进过程中逐步校正矿井涌水量资料。
（3）地质报告未对井田范围内的小窑进行充分的调查，故建议矿井在采掘之前，对全矿区小窑进行全面的调查，对其分布范围、可难的积水性及积水量做出调查及预测并标注在矿井采掘平面图及井上下对照图上，以指导矿井实际防水工作。
第二节 矿井防治水措施
一、矿井开拓、开采所采取的安全保证措施
1.矿井开拓工程位置及层位选择
主斜井位于岩层中,副斜井、风井均位于煤层中，回采巷道位于煤层中。
2.采掘工程所采取的防治水措施
1）定期收集、调查和核对相邻煤矿和废弃的老窑情况，并在井上、下对照图上标出其位置、开采范围、开采年限、积水情况等。
2）针对主要含水层（段）建立地下水动态观测系统，进行地下水动态观测、水害预报，并制定相应的“探、防、堵、截、排”综合防治措施。
3）井巷在掘进过程中必须边探边掘，掌握前方水文情况，若发现有水患时，应及时采取措施，待确定安全后再向前掘进，并将出水点位置标于井上下对照图或采掘工程图上。井巷揭露的主要出水点或地段，必须进行水温、水量、水质等地下水动态和松散含水层涌水含砂量综合观测和分析，防止滞后突水。
4）在采掘工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
5）井下和地面排水设施保证完好，井下主、副水仓、沉淀池、水沟要及时进行清理，每年雨季前对矿井防治水工作进行一次全面检查，成立防洪抢险队伍，并储备足够的防洪抢险物资。
6）应加强对地面小窑、老窑的调查并标注在实测的采掘工程图中，划定其探放水红线，在接近探放水线时，必须采取探放水措施。
7）必须先查清矿区及其附近地面水流系统的汇水、渗漏情况，掌握当地历年降水量和最高洪水水位资料，建立疏水、防水和排水系统。
8）工业场地内建筑物，必须修筑防洪沟渠或采取其它防、排水措施。
9）鉴于井口附近及塌陷区内的地表水体有可能溃入井下，因此，应遵守下列规定：
①严禁开采煤层露头线的防水煤柱。
②容易积水的地点应修筑沟渠排泄积水。修筑沟渠时，应避开露头、裂隙和导水岩层，特别是低洼地点不能修筑沟渠排水时，应填平压实，防止积水进入井下。
③排到地面的矿井水，必须妥善处理，避免再次渗入井下。
④对漏水的排洪沟，应及时堵漏，地面裂缝和塌陷必须填塞，填塞工作必须有安全措施，防止人员陷入塌陷坑内。
二、防水安全煤柱留设
在受水害威胁的地方，预留一定宽度和高度的煤层不采，使工作面和水体保持一定的距离，以防止地下水或其它水源溃入工作面，所留的煤（岩）柱就叫防水煤（岩）柱。
㈠ 防水煤（岩）柱的种类
根据防水煤（岩）柱所处的位置，可以分成不同的种类。根据该矿井的实际情况，需留设以下防水煤（岩）柱：
1、断层防水煤（岩）柱
在导水或含水断层两侧，为防止断层水溃入井下而留设的煤柱；当断层使煤层与强含水层接触或接近时，为防止含水层溃入井下而留设的煤柱。
2、导水钻孔防水煤柱
勘探阶段施工的钻孔，往往能贯穿若干含水层，若封孔质量不好，则人为地沟通了本来没有水力联系的含水层，使煤层开采的充水条件复杂化，为防止上覆含水层中的水溃入井下而留设的煤柱称为钻孔防水煤柱。
3、相邻水平或采区边界防水煤（岩）柱。
㈡ 防水煤（岩）柱的留设
1、断层防水煤（岩）柱的留设
断层破坏了岩层的完整性，常常成为含水层间的联系通道。断层的某一区段是否导水，导水性强弱等情况取决于两侧岩层的接触关系、含水层的水压以及采矿活动对断层的重复破坏作用。因此，在没有掌握断层各区段的导水性时，应把整个断层作为导水断层对待。煤层直接和富含水层、导水断层接触，顶底板无突水可能，即煤柱主要是顺层受压时，常以下述计算公式计算煤柱宽度：
L＝0.5KM
式中：L——顺层防水煤柱宽度（m）；
M——煤厚或采高（m），M18、M73煤层分别为2.0m、0.75m；
KP——煤的抗张强度（kgf/cm2），KP取10kgf/cm2；
P——水头压力（kgf/cm2），P＝50kgf/cm2；
K——安全系数，一般取2～5，本设计取5。
则：M18煤层开采时L＝0.5×5×2.0 ＝19.4（m）
M73煤层开采时L＝0.5×5×0.75 ＝7.4（m）
根据上述计算，并考虑到该矿断层导水性和富水性差，故开采断层两侧煤层时各留20m防水煤柱。
2、导水钻孔防水煤柱的留设
在该矿区域内暂无导水钻孔存在，当发现导水钻孔，即按下列方法留设防水柱水煤柱。
当导水钻孔的位置比较确切，有测斜资料可以定位，但地面启封和井下探查处理都有困难时，按下述公式留设防水煤柱：
L＝0.5KB
式中：L——防水煤柱宽度（m）；
B——巷道的跨度（宽或高取其大者）（m），B＝3m；
KP——煤的抗张强度（kgf/cm2），KP＝10kgf/cm2；
P——水头压力（kgf/cm2），P＝50kgf/cm2；
K——安全系数，一般取2～5，本设计取4。
则：L＝0.5×4×3× ＝23.2（m）
用上式计算后，再用下式计算结果进行校正。取其大值为半径，以钻孔中心点为圆心，所得圆面积即为导水钻孔的防水煤柱。
L＝Hcosα+F
式中：L——导水钻孔防水煤柱厚度（m）；
H——导水裂隙带高度（m）；
α——岩层塌陷角（°）；
F——钻孔偏离系数。
3、相邻水平或采区边界防水煤（岩）柱的留设
水文地质条件简单---中等型的矿井，可用下述公式计算煤柱宽度：
L＝0.5KM
式中：L——顺层防水煤柱宽度（m）；
M——煤厚或采高（m），M18、M73煤层分别为2.0m、0.75m；
KP——煤的抗张强度（kgf/cm2），KP＝10kgf/cm2；
P——水头压力（kgf/cm2），P＝50kgf/cm2；
K——安全系数，本设计取5。
则：M18煤层开采时L＝0.5×5×2.0 ＝19.4（m）
M73煤层开采时L＝0.5×5×0.75 ＝7.4（m）
根据上述公式，经计算并结合实际情况确定，相邻水平或采区边界留20m煤柱。
三、疏水降压措施
疏水降压是指煤层顶板或煤层含水层的疏干，以及煤层底板含水层的降压，使底板含水层水压降低至采煤安全时的水压。
根据该矿井的水文地质条件，矿井建设和生产中不需采用疏水降压措施。
四、井下探放水措施
(一)探放水原则
必须做好水害分析报告，坚持“有疑必探、先探后掘”的探放水原则。接近积水地区掘进前或排放被淹井巷和积水前，必须编制探放水设计，并采取防止瓦斯和其它有害气体危害等安全措施。
探水眼的布置和超前距离，应根据水头高低、煤（岩）层厚度和硬度以及安全措施等在探放水设计中具体规定。
探放水设计包含以下方面：
1、探水起点的确定：为了确保采掘工作和人生安全，将水淹区的积水范围、水位标高、积水量等资料填绘在采掘工程图上，经过分析划出三条界线。
1）积水线：积水边界线（小窑采空区范围），其深部界线应根据小窑或老空的最深下山划定。
2）探水线：根据积水区的位置、范围、地质及水文地质条件及其资料可靠程度、采空区和巷道受矿山压力破坏情况等因素确定，具体规定如下：
a) 对采掘工作造成的老空、老巷、硐室等积水区，如边界准确，水压不超过10kPa时，探水线至积水区的最小距离：煤层中不得小于30ｍ，岩层中小于20ｍ。
b) 对虽有图纸资料，但不能确定积水区边界位置的积水区，探水线至推断积水区边界的最小距离不得小于60ｍ。
c) 对有图纸资料的小窑，探水线至积水区边界的最小距离不得小于60ｍ；对没有图纸资料可查的小窑，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，防止发生透水事故。
d) 掘进巷道附近有断层或陷落柱时，探水线至最大摆动范围预计煤柱线时的最小距离不得小于60ｍ。
e) 石门揭开含水层前，探水线至含水层的最小距离不得小于20ｍ。
3) 警戒线：
沿探水线外推50－150ｍ（在上山掘进时指倾斜距离）即为警戒线。
探放水钻孔布置方式：
一般倾斜煤层平巷和上山巷道探水钻孔的布置方式为半扇形布置在巷道上帮，一般布置3组钻孔，每组1－2孔。钻孔夹角分大夹角与小夹角两种，前者钻孔夹角7－15°，后者1－3°，视小窑老空的规模而定，老空规模大取大夹角，规模小取小夹角。每组只少应有一个探水钻孔见底。
2、采掘工作面遇下列情况之一时，必须确定探水线进行探水。
（1）接近水淹或可能积水的井巷、老空或相邻煤矿时，井巷出水点的位置及其水量、有积水的的井巷及采空区积水范围、标高和积水量，必须绘制在采掘工程平面图上。在水淹区域应标出探水线位置。采掘到探水线位置时，必须探水前进。
（2）有与溶洞、含水层及与之有水力联系的导水层、裂隙（带）、陷落柱时必须查出其位置，并按规定留设防水煤柱。巷道必须穿过上述构造时，必须探水前进。如果前方有水，应超前预注浆封堵加固，也可采取其它防治措施。
（3）打开隔离煤柱前必须探放水。
（4）接近有水的采煤工作面时必须探放水。
（5）接近未封闭又可能突水的钻孔时必须探放水。
（6）煤层顶板的含水层和水体存在时，应当观测“三带”发育高度。当导水裂隙带范围内的含水层或老空积水影响安全开采时，必须超前探放水并建立疏排水系统。
（7）采、掘工程接近其它可能突水段时必须探放水。
经探水确认无突水危险后，方可向前掘进。每年雨季后，上部采空区的积水情况都在变化，一定要坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。
3、探放水注意事项
（1）安装钻机探水前，要遵守下列规定：
①加强钻场附近的支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板。
②清理巷道、挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，必须配备与探放水量相适应的排水设备。
③在打钻孔地点或附近安设专用电话。
④测量和防探水人员必须亲临现场，依据设计，确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。
（2）预计水压较大的地区，探水钻进之前，必须安好孔口管和控制闸阀，进行耐压试验，达到设计承受的水压后，方可继续钻进。特别危险的地区，应有躲避场所，并规定避灾路线。
（3）钻孔水压过大时，采用反压和有防喷装置的方法钻进，并有防止孔口管和煤（岩）避突然鼓出的措施。
（4）钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异常状况时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人应立即向调度室报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁的人员，然后采取措施，进行处理。
（5）探放老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。老空积水高于探放水点位置时，只准用钻机探放水。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。钻孔接近老空，预计可能有瓦斯或其它有害气体涌出时，必须有瓦斯检查员或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其它有害气体浓度超过规程规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时处理。
（6）钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。
（7）排除上山的积水以及恢复被淹井巷前，必须有矿山救护队检查水面上的空气成分，发现有害气体，必须及时处理。排水过程中，有害气体有突然涌出的可能，必须制定安全措施。
(二)探放水设备选择
1）探放水设备选择依据
矿井用一个采煤工作面保证矿井年生产能力，配备三个掘进工作面。
2）探放水设备及数量
配备TXU-75探水钻2台，3台工作，1台备用。
3）老窑积水的防治
为防止浅部的老窑积水威胁矿井的安全，采面主要留浅部防老窑水防水安全煤（岩）柱和井田边界煤柱。根据有关规定进行计算，该矿井防止老窑积水煤柱留设宽度不得小于20m，边界防水煤柱的留设宽度为20m。
五、地表水防治措施
1.地表水防治设计依据
1）防洪标准及防洪坝墙设计要求
由于工业场地选择在平缓地带，为保证工业场地和矿井不受洪水威胁，需在井口上方设置排洪沟，其断面为0.5m×0.5m，顺主斜井东面的自然冲沟排出场地外。
2）地形、水系和汇水面积
该区位于云贵高原乌蒙山区，属高原侵蚀地貌，地形切割强烈，地势北东高南西低，区内海拔标高1802.5—1345.8m，最高点位于矿区北西部，海拔标高1802.5m；最低点位于矿区南西部，海拔标高1345.8m，相对高差456.7m。
本区属中亚热带季风气候区，年平均气温为13℃，最高34.1℃、最低-9.6℃。年平均降雨量1243mm，多集中在6-8月，此段时间内降雨量累计可达670-680mm。平均风速为2.3m/s，最高风速为20.0m/s，多为东风。
矿区地形较陡，有公路、居民点分布于矿区西、东侧。含煤地层多被第四系坡积物覆盖。
据《中国地震裂度区划图》（GB19306-2001）,区内地震基本裂度为VI度。
3）开采塌陷、裂隙对地表水系和降雨渗漏的影响
在采空区影响范围内将诱发地裂缝、地面塌陷、崩塌、滑坡等灾害，大气降水将渗入井下，形成水患。因此除留保安煤柱外，在矿井后期生产中，对采煤可能引起的裂缝应及时用土石进行填平夯实，应对地质环境变化加以监测和防护工作。设计中要对地表沉陷影响的重建筑设留保安煤柱，对地表沉陷形成的塌陷坑，要尽量整平，回填造地，易产生滑坡的地方应提前修筑挡土墙，打抗滑桩或削坡减载等，另外，平时应经常有巡视人员，发现问题及时处理。
2.地表水防治
1）矿区气候属亚热带温暖湿润季风气候，为黔西南夏湿冬干温和区域。多有大暴雨，常引发滑坡泥石流等地质灾害。冬春季一般干旱少雨，冬季常有降雪，高山多有凌冻。主要充水因素为大气降水。
2）对容易积水的地点修筑沟渠，排泄积水，对较低洼地点、塌陷区及地面裂隙就及时进行充填压实；排到地面的矿井水，必须妥善处理，避免再渗入井下；每次降大到暴雨时和降雨后，必须派专人检查矿区及其附近地面有无裂缝、老窑陷落及岩溶塌陷等现象，发现漏水情况，必须及时处理。
3）为了防止雨水渗入到井下，在矿区内采取填坑、补凹、整平地表、修筑排洪沟等措施。
4）井口上方，地面工业广场建筑物周围等修筑排截水沟，进行防排水。
5）严禁将矸石、炉灰、垃圾等杂物堆放在山洪、溪沟可能冲刷到的地段。
3.地表水防治工程及设备
1） 防洪道工程：修筑防洪排涝沟引开工业场地下部小溪流。
2）排涝工程：工业场地排水沟汇集后排入场外小溪流。
第三节 井下防治水安全设施
一、排水设施
本矿采用斜井开拓，在采区底部布置水泵房和水仓，采用水泵将矿井涌水排出地面。
（一）设计依据
1、矿井投产时正常涌水量Qr为20m3/h，最大涌水量Qrm为70m3/h；
2、排水垂高：HP=150m。
（二）水泵排水能力选型计算
1、按矿井正常涌水量确定工作泵最小排水能力QB
QB=24QB/20=24×20/20=24m3/h
2、按矿井最大涌水量确定工作泵最大排水能力QBm
QBM=24Qmax/20=24×70/20=84m3/h
3、所需水泵扬程HB
HB=1.25×(Hp+6)=1.25×(150+6)= 187.2m
4、根据上述计算的QB和HB值，选用100DF40×5型多级分段式离心泵三台，一台工作，一台备用，一台检修，其流量为Q=42m3/h，扬程为H=200m，配套电动机功率：N=45kw。
（三）排水管路选择计算
1、排水管路趟数的确定
根据设计规范要求，确定设置两趟管路，一趟工作，一趟备用。
2、排水管径计算
D排= =0.074（m）
式中：Q额——所选水泵的额定流量，m3/h；
V排——最有利管径的流速，取1.9 m3/s；
经查表选择管径内径为100mm，壁厚7.5mm的国产焊缝钢管。
二趟，一趟工作，一趟备用。
（四）排水系统
在井底设置水泵房、水仓。
（五）水仓容积及断面的确定
1、水仓容积
根据设计规范，水仓容积：
V=8Qmin=8×20=160m3
2．水仓断面及支护型式
根据巷道围岩情况，水仓采用砌碹或锚喷支护， 掘进断面积6.5m3，净断面积4.0m2。
3、水仓长度
水仓长度：L=V/S=160/4.0=40.0m
设置两个水仓，一个主水仓，长度35m，容量120m3；一个副水仓，长度60m，容量270m3，以便一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。
（六）排水管路趟数及规格
根据矿井排水系统设计，井底水泵采用φ100mm的焊缝钢管作为排水管，采用两趟排水管路，正常涌水量时一趟工作，一趟备用；最大涌水量时二趟同时工作。
（七）主要水泵房和通道布置及安全出口
矿井井下水泵房布置按相关规程文件选用。二台水泵可共用一个吸水井，但其滤水器边缘间的距离不得小于吸水管直径的两倍。水泵房设置2个出口，一个出口应高出泵房底板7m以上，另一出口在此出口通路内。水仓进口处应设置蓖子。
二、防水设施
1．在煤层风氧化带、小窑采空区、断裂破碎带周围之间留设防水安全煤柱；
2．矿井必须随时保证井下主要排水通道的畅通，防止排水沟或其巷道受阻。
第七章 井下其它灾害防治
第一节 顶板灾害防治及装备
一、影响矿山压力显现基本因素分析
1.煤层顶底板岩性分析
井田内主要可采煤层顶板条件较好，顶板以粉砂质泥岩、泥质粉砂岩砂岩主，属软—中等坚硬岩石，容易冒落，顶板易于管理，但对局部破碎带及节理发育处应加强顶板管理和支护；底板以泥岩为主，部分地段底板为粉砂质粘土岩，在采煤过程中与水分空气接触时，易风化，使抗压强度降低，出现底鼓现象，在底板管理中应采取相应措施，消除底板软岩危害。
2.煤层倾角、采高、开采深度、控顶距等对矿山压力显现的影响
区内可采煤层2层，煤层位于龙潭组，自上而下煤层编号为M18、M73煤层。
矿区内煤层产状与地层一致，平均倾角28º。
M18煤层为中厚煤层，M73煤层为薄煤层。
M18煤层平均厚2.0 m，厚度稳定，为本设计一采区开采煤层。
煤层采高相对较大，生产中要加强观察顶板活动规律，及时加强支护。
开采深度直接影响着原岩应力的大小，同时也影响着开采后巷道或工作面周围岩层内支承压力值，因此随着开采深度的增加，支承压力必然增加，从而导致巷道围岩的“挤、压、膨”等现象，导致煤壁片帮及底板鼓起等现象的发生，因此在开采深度增加时应加强支护。
二、一般顶板冒落的防治措施及装备
（一）回采工作面顶板管理方式的选择
采用走向长壁后退式采煤法，采煤工作面为炮采工艺，工作面采用刮板运输机运输，全部垮落法管理顶板。
放顶人员必须站在支架完整，无蹦绳、蹦柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作。回柱放顶前，必须对放顶安全工作进行全面检查，清理好退路。回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。
（二） 回采工作面支架选型论证
设计开采煤层为M18煤层，煤厚（平均）2.00m，工作面配备DZ22-30/100型外注式单体液压支柱，支撑高度1640～2200mm，额定工作阻力300KN，选用HDJA—1000型金属铰接顶梁。设计“三、四”排控顶，排距1.0m，柱距0.8m。最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m。放顶步距1.0m，回柱绞车选用JH—14型。
支护密度验算如下：
支护的强度：P=8×m×V t/m2 （按8倍采高考虑，采高2.0m）
=8×2.0×2.3=36.8 t/m2
工作面长80m，因此采场最大面积S=80×4.2=336m2 ，所设支柱数n=（80/0.8）×4.5=450根，则支护密度为450/336=1.34根/ m2 ，DZ20—30/100型单体液压支柱每柱的额定承载能力为30t/根，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.95的系数，则每根支柱的承载能力为30×0.95=28.5t/根。而支护所需要的支护强度为36.8t/m2 ，支柱实际提供的支护强度为1.34×28.5=38.2t/m2 ，因此所设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。
1、基本支护：根据目前该矿的煤层赋存情况和开采技术水平，本设计考虑工作面支护目前采用DZ22-30/100型单体液压支柱和HDJA-1000型金属铰接顶梁联合形成支架对顶板进行支护，工作面采用“三、四”排控顶，全部垮落法管理顶板。排距1.0m，柱距0.8m，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，放顶步距1.0m。
2、特殊支护：在放顶线采用单体液压支柱打成丛柱（一窝三柱）、戗柱切顶。在煤壁线采用单体液压支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距1.2m。
在上、下安全出口20米范围内采用单体液压支柱打成托梁加强支护。
3、回柱放顶：在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打。支柱卸载时，必须使用回柱器，卸载后的支柱用回柱绞车拉出，回下的支柱必须堆码整齐，不得影响退路。
4、初次来压和周期来压放顶
在初次来压和周期来压期间必须在放顶线打双排丛柱，必要时加打木垛（木垛每6米打一个，呈“井”字形）切顶。
由于目前该矿尚未进行矿压观测，暂无矿压观测资料，待今后进行矿压观测后，利用矿压观测资料，进行合理的采场选型设计。
（三）掘进工作面、交岔点及硐室支护的选择
1、一般掘进巷道支护型式
本矿井初期开采煤层埋藏较浅，结合邻近矿区的经验，认为采用以下常规的支护形式是可行的。
（1）岩层巷道：开拓巷道采用料石碹砌支护型式。
（2）一般煤层巷道：采用工字钢棚支护。
2、硐室及交岔点
（1）硐室及交岔点：车场巷道采用料石碹砌支护型式。主要硐室采用料石碹、砼或钢筋砼复合支护。
（2）主要大巷：设计考虑料石碹砌支护型式。
（四）防止顶板事故的措施
1、采煤工作面顶板事故的防治措施
（1）回采工作面回采前必须编制作业规程，情况发生变化时，必须及时修改作业规程或补充安全措施。
（2）采煤工作面必须保持至少两个安全出口，一个通到回风巷道，一个通到进风巷道。开采三角煤、断层带、残留煤柱或地质构造极为复杂的煤层，不能保持2个安全出口时，必须制定安全措施，并报县级以上煤炭管理部门审批后，方能按批准后的意见实施。
采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护；在此范围内的巷道高度不得低于1.6m；安全出口必须设专人维护，发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖。
（3）采煤工作面的伞檐不得超过作业的规定，不得任意丢失顶煤和底煤，工作面浮煤必须清理干净，支架必须成排成行，保持直线。
（4）采煤工作面必须经常存有一定数量的支护材料，本设计使用单体液压支柱，必须备有坑木，其数量、规格存放地点和管理方法必须在作业规程中规定。
采煤工作面严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁和失效的单体液压支柱。在同一工作面中不得使用不同类型和不同性能的支柱，严禁金木混支；在地质条件复杂的采煤工作面中必须使用不同类型的支柱时，必须分段使用，严禁金木混支，并必须制定安全措施。
（5）单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验。单体液压支柱、金属铰接顶梁，在采煤工作面结束后或使用时间超过8个月后，必须升井进行检修。检修好的支柱还必须进行压力试验，合格后方能入井使用。
（6）采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业，所有支架必须架设牢固，并有防倒措施；支柱必须垂直于顶、底板打设，严禁打在浮煤浮矸上；使用单体液压支柱时，初撑力不得小于90kN，严禁在控顶区域内提前摘柱，碰倒或损坏、失效的支柱必须立即恢复或更换。
（7）在开工前，班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面；在进入采掘工作面工作前，首先进行敲帮问顶工作，严格执行敲帮问顶制度，及时找掉活石悬矸，以免掉落伤人。采煤工作面采煤机割煤后，必须及时挂梁，及时恢复好被放炮冲倒的支柱，并打好临时护身顶柱，人员必须在护身顶柱下攉煤，攉完煤及时打好支柱和贴帮柱，严格按设计或作业规程规定及时支护，严禁空顶作业。
（8）当遇顶板条件变化时，如过断层、过老巷等必须及时修改《作业规程》，制定有针对性的支护措施。
（9）在回柱卸载时必须使用回柱器卸载，卸载后的支柱必须使用回柱绞车拉出，当回柱绞车运行时，人员不得站在绳道内及容易发生崩绳、崩柱的地方，以免断绳、断钩伤人。指挥回柱绞车的停开必须使用清晰可靠的点铃信号，信号不清不明时，严禁启动回柱绞车。回柱放顶时，必须站在顶板完整、支护完好的地方进行，回柱前必须事先清退路，以保证退路畅通。
（10）回柱时，放顶人员必须站在顶板完整、支柱完好、无崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作，回柱放顶前必须事先清理好退路，确保退路畅通；回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。
（11）支柱打设必须迎山有劲，支柱打设必须成排成行，保证排、柱距不超宽，确保有足够的支护密度。煤层倾角较大处，采煤工作面必须采取防倒、防滑的措施：
① 支柱应迎山支护，严禁支在浮煤上，要保证支柱有足够的支撑力。
② 支柱间可采用牢固的撑木或拉杆的方式。
（12）打柱时必须在金属顶梁上用小板将顶背实，确保不发生漏顶。
（13）加强采掘工作面的工程质量的检查和验收，不合格的支柱必须推倒重来，支柱或支架必须符合《作业规程》的规定。
（14）在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打，回下的支柱必须堆码整齐，保证退路畅通。
（15）初次来压、周期来压期间的安全措施
①在初次来压、周期来压期间必须加强支护，确保有足够的支护强度和支护密度。在放靠放顶线第一、二排加打丛柱（一窝三柱）、戗柱，每隔一根基本支柱打一丛柱和戗柱，以加强支护。
②在初次放顶期间，必须由矿技术负责人组织人员编制初次放顶措施，初次放顶措施编制好后，必须报县级煤炭主管部门批准后实施。
③放顶人员必须站在支架完整、无崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作。回柱放顶前，必须对放顶的安全工作进行全面检查，清理好退路。回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。
④在初次放顶期间，必须派专人跟班，以检查初次放顶措施的现场落实兑现情况，如发现煤壁片帮、顶板掉碴、顶板下沉量增大等来压预兆时，必须及时将工作面所有人员撤至安全地点，只有待顶板垮落稳定，经安全员检查无危险后，工作人员方可进入工作面作业。
⑤在初次来压或周期来压期间顶板悬露面积超过作业规程规定时，必须进行强制放顶，并制定专门强制放顶措施，并报有关主管部门审批后严格执行。
⑥在初次来压、周期来压期间，现场跟班人员，必须作好原始记录，并将顶板悬露面积等情况向矿长报告。如发现问题必须及时向矿长报告，采取措施进行处理。
（16）采面收尾时的安全措施
①回采工作面收尾时必须编制安全措施，并报矿技术负责人批准后方可实施。撤出采面的机械设备，维护好采面的支柱。
②回采到停采线时要留出支护良好的最小控顶距空间，作为行人和运料用。
③用木垛将上出口维护好，在出口范围内不得堆放物料，以保证退路畅通。
④回柱顺序是由采空区向煤壁，由下向上，回柱工必须由熟悉顶板性质、责任心强的工人担任，回柱时必须有专人在现场观察顶板动向，采空区的支柱必须回收干净，回出的支柱必须及时运出采面堆放整齐。
⑤随着顶板的垮落，工作面温度升高，有害气体积聚，上出口要安设局部通风机加强通风。
（17）在作业过程中必须保持文明生产，杜绝冒险蛮干；狠反“三违”，严禁工人违章作业，干部违章指挥。
2、掘进工作面顶板事故的防治措施
（1）掘进工作面开工前必须编制作业规程，情况发生变化时，必须及时修改作业规程或补充安全措施。
（2）掘进工作面严禁空顶作业，靠近工作面10m内的支护，在爆破前必须架设牢固；掘进工作面放炮后，首先恢复好被放炮冲倒、崩坏的支架，之后方可进入工作面作业，修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行；出碴前，必须及时打上前探梁作临时支护，前探梁上必须铺上挑板，严禁空顶作业。
（3）在松软的煤、岩层及地质破坏带掘进巷道时，必须采取前探支护或其他措施；在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不设支护时，必须制定安全措施。
（4）支架间应设牢固的撑木或拉杆，支架与顶帮之间的空隙必须塞紧、背实。巷道锚喷时，碹体与顶帮之间必须采用不燃物充满填实，巷道冒顶部份，可用支护材料接顶，但在碹拱上部必须充填不燃物垫层，其厚度不小于0.5m。
（5）更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临近支护，拆除原有支护后，必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护，必要时还必须采取临时支护措施；在倾斜巷道中，必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。
（6）掘进巷道在揭露老空前，必须制定探查老空的安全措施，在揭露老空时，必须将人员撤到安全地点，只有经过检查，证明老空的水、瓦斯和其他有害气体等无危险后，方可恢复工作。
（7）在延深下山时，必须在下山的上口设置防止跑车装置，在掘进工作面的上方设置坚固的跑车防护装置，跑车防护装置与掘进工作面的距离为20m；斜井（巷）施工期间兼作行人道时，必须每隔40m设置躲避硐并设红灯，设有躲避硐的一侧必须有畅通的人行道。上下人员必须走人行道，行车时红灯亮，行人立即进入 躲避硐，红灯灭后，方可行走。
（8）由下向上掘进25度以上的倾斜巷道时，必须将溜煤（矸）道与人行道分开，防止煤（矸）滑落伤人。人行道应设扶手、梯子和信号装置。斜巷与上部巷道贯通时，必须有安全措施。
（五）采区巷道支护形式
对采区服务年限较长的巷道，如绞车房、水泵房等采用锚喷、或砌墙、架矿工钢支护的形式。
对服务年限较短的巷道，如回采工作面回风巷、运输巷，采用原木架棚支护。
三、坚硬顶板垮落灾害防治措施
本矿区一般不存在坚硬顶板威胁，故在此暂不考虑，若遇有坚硬顶板情况，在工作面中采取强制放顶措施，以防大面积冒顶事故的发生。
第二节 开采冲击地压煤层的措施
本矿区内无冲击地压的历史记录，冲击地压开采造成的影响暂不考虑，但在巷道布置时就尽量避开应力集中区，掘进和采煤时也应注意应力集中的影响。
第三节 爆炸材料库
一、 地面爆炸材料库
1、 服务范围：平山煤矿为满足生产要求在地面设爆炸材料库（由于井型小，不设井下爆炸材料库），主要为平山煤矿井下服务。
2、 位置：根据赫章县公安局派出所指定的爆炸材料库位置，将爆破材料库设在矿区工业广场之外，距工业场地约350m。
3、 容量：根据《煤矿安全规程》第300条规定，平山煤矿爆炸材料库容量，最多不能超过10天的实际用量，即储存量炸药不得超过1.2吨，雷管不得超过6000发。
平山煤矿炸约库的设计容量为炸药1.0吨，雷管5000发，采用半埋地式库房。
炸药库和起爆器材库之间的最小距离不得小于20m。
爆破器材库位置选择在工业场地西北面山沟地带，附近无居民，距工业场地350m，满足国家标准GB6722--86《爆破安全规程》中8.5.1.d规定地面爆破器材库或药堆至住宅或村庄边缘的最小距离不小于300m(存药量<5吨)的规定。现有公路相通，交通运输和使用都很方便。
爆炸材料库设在地面，井下不设爆炸材料库。
4、 外部安全距离
根据派出所指定的爆炸材料库位置设立。距工业场地约350m。
5、 安全防范措施
1)．爆破器材库房屋结构安全措施
(1)、爆破器材库应为平房，房屋宜为钢筋混凝土梁柱承重，墙体应坚固、严密和隔热，并注意合理的方位。
(2)、爆破器材库的门应为两层，向外开，外层门应为铁皮包覆的耐火门，里层门应为栅栏门，储存雷管的房屋应为金属丝网门；门到库房内任一点的距离不得超过15m，门的宽度不得小于1．4m，高度不得小于2.1m；门的外面宜设门斗，其面积不得小于6m2。
(3)、库房应具有足够的采光通风窗，库房采光比为二十五分之一至三十分之一，窗门为三层，外层为包覆铁皮的板窗门，内层为铁栅栏；采光窗台距地板高度不小于1．8m，地板下应设金属网通风窗。
(4)、库房内挣高不得小于3m：。
(5)、库房地面应平整、结实、无裂缝，防潮、防腐蚀，不得有铁器之类的东西表露，雷管库房的地板应铺软垫。
(6)、库房采用钢筋混凝土屋盖，房顶应有隔热层。
2)．爆破器材库消防设施
(1)、库区内修建高位水池，蓄水池容量为50m3。
(2)、消防水池距库房的距离不大于lOOm。
3)．爆破器材库区的交通措施
(1)、汽车运输时速不得超过10km，库房装卸点的道路，冬季应有防滑措施；
(2)、库区主要运输道路的纵坡坡度不宜大于6%。
4)．爆破器材库区的照明安全措施
(1)、供电危险等级按1类供电场所设计，辅助建筑物按一般供电场所设计。
(2)、从库区变压器到各库房的外部线路应采用铠装电缆埋地敷设或挂设，外部电气线路禁止通过危险库房的上空；
(3)、库房内禁止安装电灯照明，可自然采光或在库房外安设探照灯进行探照灯进行投射采光；
(4)、用移动式照明时，只准使用安全手电筒，汽油安全灯，禁止使用电网供电的移动手提灯。
(5)、电源开关和保险器应设在库房外面，并装在配电箱中。
5)．爆破器材库区的通讯安全措施
库区门卫通过电话直接和矿部总机联系，库区值班室与各岗楼之间应有光、音响联系。
6)．爆破器材库区的防雷装置
爆破器材库按一类建筑物的防雷保护进行设计。必须采取妥善的防雷措施，以防止直接雷击，雷电感应和雷电波的侵入。
(1)、防止直击雷，采用独立避雷针保护，其接地电阻不大于10欧姆。各库房必须完全位于避雷针的保护范围以内。
(2)、防止感应雷，在屋面上明装避雷网保护，其接地电阻不大于4欧姆，并将库房所有金属体接地与接地装置相连。
(3)、避雷针、避雷带、引下线应镀锌或刷漆。
(4)、避雷带的引下线在距地面1.8处设断线卡。
(5)、接地网埋设距墙1.5m，埋深0.8m，为了减少跨步电压，出入口及人行道处应距墙3m，埋深1m。
(6)、防雷装置的所有接点，均应焊接。
7)．爆破器材的收发和存储安全措施
(1)、新购进的爆炸材料应逐箱(袋)检查包装是否完好，并按规定做性能检查。应建立收发流水帐，三联式领用单和退料单制度，定期核对，做到帐物相符。按出厂日期和有效期的先后顺序发放使用，对变质和性能不详的爆破器材，不准发放。应在单独的发放间发放和开箱，严禁库内发放和开箱，开箱时不得使用产生火花的工具。严禁穿铁钉鞋和易产生静电的化纤衣服进入库房和发放间。
(2)、雷管必须放在货架上，箱(袋)禁止迭放，箱子距货架上层板的距离不得小于 4cm，货架宽度不得超过两个包装箱(袋)的宽度，货架之间的距离不得小于1.3m，货架离墙的距离不得小于20cm。其它爆破器材应堆放在垫木上，各堆间距不小于1．3m，堆离墙的距离不得小于20cm，堆高不超过I．6m。库房内不得存放与管理无关的工具和杂物；库房内必须整洁、防潮，通风良好，杜绝鼠害。
8)．爆破器材库区的警戒
库区必须昼夜设警卫，加强巡逻，严禁无关人员入库区。报警装置、通讯、防雷装置应每季检查依次。发现爆破器材丢失、被盗，必须及时报告所在地的公安机关。
本节其余未尽事宜遵照《煤矿用爆破器材管理规定》、《煤矿安全规程》和《爆破安全规程》执行。
1）库房必须设置在干燥的地方，并应有良好的通风及防潮设施。
2）库房周围，必须围墙或铁丝网，其高度不得少于2m，围墙或铁丝网距库房的距离不得小于5m，并有人昼夜值班看守。
3）必须装设防雷电设备，即安装避雷器。
4）炸药箱下必须加有200mm以上的垫木。
5）炸药和雷管必须分开存放，存放间距不得小于25m。
6）爆炸材料库周围25m范围内，不得用明火取暖，照明必须用防爆灯。
7）接触爆炸材料的人员，必须穿棉布式抗静电衣服，严禁穿化纤衣服。
二、火工品现场使用和管理
(1)采、掘工作面部必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。使用煤矿许用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。
(2)采、掘工作面应采用毫秒爆破。在掘进工作面必须全断面起爆，在采煤工作面严禁使用2台放炮器同时进行放炮。
(3)炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分，应用粘土炮泥封实。
(4)炮眼封泥严禁用煤粉，块状材料或其它可燃性材料，无炮泥或不实的炮眼，严禁放炮。封泥长度必须符合《煤矿安全规程》第329条的规定。
(5)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时，不准装药放炮。
(6)放炮母线、连接线和电雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳等导电体相接触。严禁使用固定放炮母线。
(7)在放炮地点20m内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体阻塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。
(8)处理瞎炮(包括残炮)必须在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。
(9)放炮时，应采用正向起爆。
(10) 放炮必须严格执行“一炮三检查”(装药前、放炮前、放炮后)和“三人连锁放炮”(放炮员、班组长、瓦检员)制度，严禁采用糊炮、明火放炮和一次装药多次放炮。
(11)向工作面运送炸药时，必须使用炸药箱，并上锁，且将炸药和雷管分开存放，用剩的炸药必须及时交回炸药库，不得乱丢乱放。
三、预防放炮崩人的措施
⑴爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。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。
①爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。
②必须指定由责任心强的人当警戒员，不能由未经培训的工人担任，也不准许爆破工兼任。
③警戒员必须在有掩护的安全地点进行警戒。警戒线必须超过作业规程规定的避炮安全距离。
④警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。
⑤警戒员应佩戴红色袖标，禁止其他人员进入放炮地点。
⑥警戒员不准兼做其他工作，不准擅自脱岗，不准打盹睡觉、打闹。
⑦一名警戒员不准同时警戒两个通路。
⑧一般贯通巷道相距20m，要实行单向掘进，每次爆破前，都必须派专人警戒，并设拦杆。
⑨爆破地点较远或上、下山与平巷贯通，要多派一个人去，待警戒员就位后，此人返回通知班组长，才能下令爆破。此人未返回之前不准下令爆破。
⑩爆破后，警戒员要接到口头通知后才能撤回，不准事先约好某种信号（如听几次炮响、敲几下煤壁）便私自撤回。
⑵爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离必须在作业规程中具体规定。
⑶发爆器的把手、钥匙或电力起爆接线盒的钥匙，必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器或电力起爆接线盒内。爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。
⑷爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。
爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。
爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。
装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
⑸通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定时间（使用瞬发电雷管时，至少等5min；使用延期电雷管时，至少等25min），才可沿线路检查，找出拒爆的原因。
⑹处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
处理拒爆时，必须遵守下列规定：
①由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
②在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
③严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。
④处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。
⑤在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
四、爆破器材库区的防雷装置
爆破器材库按一类建筑物的防雷保护进行设计。必须采取妥善的防雷措施，以防止直接雷击，雷电感应和雷电波的侵入。
1）防止直击雷，采用独立避雷针保护，其接地电阻不大于2Ω。库房必须完全位于避雷针的保护范围内。
2）防止感应雷，在屋面上明装避雷网保护，其接地电阻不大于2Ω，并将库房所有金属体接地与接地装置相连。
3）避雷针、避雷带、引下线应镀锌或刷漆。
4）避雷带的引下线在距地面1.8m处设断线卡。
5）接地网埋设距墙1.5m，埋深0.8m，为了减少跨步电压，出入口及人行道处应距墙3m，埋深1m。
6）防雷装置的所有接点，均焊接。
第四节 提升运输事故防治措施及装备
一、提升事故的防治措施及装备
(一) 提升设备
本矿采用斜井开拓方式，在副斜井设置一套提升设备进行单钩串车提升，完成矸石和设备、材料提升和下放任务。
1、设计依据
⑴ 提升倾角7°，提升长度430m，车场为甩车场；
⑵ 工作制度：年工作日为330d，每天三班运输；
⑶ 运输量：矸石15吨/班，材料8车/班；
⑷ 运输容器：1t翻斗式矿车(MF1.0—6)，自重565kg；1ts材料车(MC1—6B)自重515kg；
⑸ 每天运输时间：16h。作辅助提升。
2、选型计算
⑴ 提升斜长
L＝LX＋LD＝430＋30＝460(m)
式中：LX——副斜井长度(m)；
LD——车场长度，取30m。
⑵ 一次提升循环时间：
TX＝2L/VP＋80＝(2×460)/1.45＋80＝716(s)
式中：VP——提升速度，取1.45m/s。
⑶ 一次性提升量
① 小时提升量
按矸石45吨/天，材料24车/天；
AX＝（1.2×1.2×A）/（16）
＝（1.2×1.2×69）/（16）
＝6.21（t）
式中：A——矿井年产量（t/a）；
1.2——提升不均衡系数；
1.2——提升能力富裕系数；
16——日提升小时数。
② 一次提升量
Q＝（AX×T）/3600＝（6.21×716）/3600＝1.24（t）
⑷ 一次提升矿车数
① 按产量要求计算矿车数
Z1＝Q/（ψ×γ×VC）＝1.24/（0.9×1.80×1.0）＝0.72（辆）
式中：ψ——装载系数，取0.9；
γ——矸石的散集密度（t/m3），取1.80；
VC——矿车容积（m3），1.0。
通过计算，一次提升矿车数Z1取1辆。
② 按连接器强度计算车数：
Z2≤
≤10(个)
故确定每次提1个矿车合适。
3、提升钢丝绳选择
⑴ 钢丝绳绳端荷重Q端
Q端＝Z1（G1＋G2）（sinβ＋f1cosβ）
＝1（565＋1800）（sin7°＋0.015cos7°）
＝323.4（kg）
式中：G1——容器自重（kg）；
G2——荷载重量（kg）；
f1——提升容器运动时的阻力系数，f1取0.015；
⑵ 钢丝绳长度
LC＝L+50
＝510（m）
⑶ 钢丝绳单位长度的重量计算
PK＝Q端/〔1.1σB/ma－LC（sinα＋f2cosα）〕
＝323.4/〔1.1×12500/6.5－510（sin7°＋0.3cos7°）〕
＝0.1700kg/m
f2——钢丝绳运动时的阻力系数，f2取0.3。
选用圆股钢丝绳：6股7丝钢丝绳，d＝15.0mm，PK＝1.0125kg/m。
⑷ 钢丝绳验算
按下式进行验算安全系数：
m＝QZ/Qmax＝QZ/〔Q端＋1.26×510（sin7°＋0.3cos7°）〕
＝18500/〔323.4＋1.26×510（sin7°＋0.3cos7°）〕＝31.2＞6.5
式中：QZ——钢丝绳破断拉力总和（kg）；
m——安全系数
经验算满足安全要求。
4、提升绞车选型
⑴ 提升绞车选型
根据以上计算结果，副斜井选用JT-1.0×0.8型防爆绞车，绳速VP＝1.5m/s，最大张力Fmax＝25kN；配套电机功率：45kW、660v；主机生产厂家配套供给电控设备。
一次提升矸石矿车数：1个矿车。
⑵ 绞车强度计验算
Fe＝Z1（G1＋G2）（sinβ＋f1cosβ）＋PLc（sinβ＋f2cosβ）
＝1865kg=18.3kN
Fe＜Fmax，所以，所选绞车符合要求。
⑶ 提升绞车配套电机验算
N＝K•Qmax•VP/（102η）
＝（1.1×1865×1.5）/（102×0.90）
＝33.5kW
式中：N——电动机所需最低功率，kW；
Qmax——提升最大荷载，kg；
η——传动效率，取0.90。
(4) 滚筒直径选择
D≥80d=80×15.0=1200mm
选择滚筒直径1200mm。
经验算满足安全要求。
5、选型结果
⑴ 根据以上选型计算结果，设计选用JT-1.2×1.0型防爆绞车，绳速VP＝1.5m/s，最大张力Fmax＝25kN；配套电机功率：45kW、660v；主机生产厂家配套供给电控设备。
⑵ 选用圆股钢丝绳：6股7丝钢丝绳，d＝15.0mm，PK＝1.0125kg/m。
(二)矿井可能产生的提升事故
①断绳，②过卷，③跑车。
(三)防治提升事故的主要措施
1）各种保护装置：
提升装置必须装设下列保险装置，并符合下列要求：
（1）防止过卷装置：
当提升容器超过正常终端停止位置(或出车平台)0.5m时，必须能自动断电，并能使保险闸发生制动作用。
（2）防止过速装置。
当提升速度超过最大速度15%时，必须能自动断电，并能使保险闸发生作用。
（3）过负荷和欠负荷保护装置。
（4）限速装置：
提升速度超过3m/s的提升绞车必须装设限速装置，以保证提升容器到达终端位置时的速度不超过2m/s。
（5）深度指示器失效保护装置：
当指示器失效时能自动断电并使保险闸发生作用。
（6）闸间隙保护装置：
当闸间隙超过规定值时，能自动报警或自动断电。
（7）松绳保护装置：
本矿选用的提升机，必须设置松绳保护装置并接入安全回路和报警回路，在钢丝绳松驰时能自动断电并报警。
（8）减速功能保护装置：
当提升容器到达设计减速位置时，能示警并开始减速。
防止过卷装置、防止过速装置、限速装置和减速保护装置应设置为相互独立的双线型式。
2）其他防治措施：
（1）每天必须检查提升钢丝绳、绞车、连接装置、过卷装置、制动闸和自动保险装置等，发现问题必须及时处理。
（2）钢丝绳头必须缠接并用卡绳装置，绳孔不得有税利的边缘，纲丝绳的弯曲不得形成锐角。
（3）提升绞车安设后必须按《煤矿安全规程》（2006版）验收合格后方可投入使用。
（4）下部车场设有信号和躲避硐室，上部车场设置阻车器。阻车器平时关闭，放车时方准打开。采区运输、材料上山必须设置躲避硐及防跑车装置，井巷相交地点须设置路标，安全出口须经常清理和维护。
（5）倾斜井巷内使用串车提升时，必须遵守下列规定：
①在倾斜井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的跑车防护装置。
②在各车场安设能够防止带绳车辆误入非运行车辆或区段的阻车器。
③在上部平车场入口安设能够控制车辆进入摘挂钩地点的阻车器。
④在上部平车场接近变坡点处，安设能够阻止未连挂的车辆滑入斜巷的阻车器。
⑤在变坡点下方略大于一列车长度的地点，设置能够防止未连接的车辆继续往下跑车的挡车栏。
⑥在各车场安设甩车时能发出警号的信号装置。
⑦上述挡车装置必须经常关闭，放车时方准打开。兼作行驶人车的倾斜井巷，提升人员时，倾斜井巷中的挡车器和跑车防护装置必须是常开状态，并可靠地锁住。
（6）提升装置必须有声光兼备的信号装置。井底车场和井口之间，井口和绞车房之间除有信号装置外，还必须有直通电话。
（7）严禁蹬钩和矿车内乘人。行车时，应发出声光警示信号严禁行人。
（8）有提升装置的斜巷，坚持“行人不行车，行车不行人”的原则。
（9）提升钢丝绳应按期检查，发现问题及时更换。
（10）设置防跑车装置并保证其可靠运行。
二、运输设备
主斜井采用胶带运输机运输。
1、 已知设计参数
工作制度：330天/年，16h/d，
煤的散碎密度r=1.1kg/m3，
煤的块度：0—200mm，
运量：9万t/a；
2、设计参数的选取
胶带运输机小时运输能力30t/h；
煤的块度：0—200mm；
原煤动堆积角20º；
承载托辊的槽角，35 º；
托辊的间距：上托辊的间距1200mm，下托辊的间距2000mm；
输送带速度，1.6m/s；
3、胶带机的计算
（1）胶带宽度的确定
根据物料的块度、输送量、带速等条件，选用650mm。
（2）由带宽、带速验算输送机的能力
Q=S×γ×V×K
式中 Q---运输能力，t/h；
S---物料断面， 取0.0525m2；
γ---物料运行的散碎密度，1.1t/m3；
K---物料运行的速度，即输送带速度，1.6m/s；
V ---倾角系数，查表，倾角10º时，取1
Q=0.0525×1.6×1×1100=92.4 t/h
(3)驱动力及所需传动功率计算
1)传动滚筒上所需圆周驱动力
Fv=C×f×L×g×｛qro＋qru＋(2qB＋qG)｝＋qG×H×g＋Fs1＋Fs2
式中Fv ---圆周驱动力，N；
C----装载系数，1.03；
f-----模拟摩擦系数，0.022；
L-----输送机长度，800m；
g-----重力加速度,，m/s2；
qRO----呈载分支托辊每米长旋转部分的质量，kg/m；
查表,计算为6.875 kg/m
qRU----回程分支托辊每米长旋转部分的质量，kg/m；
查表,计算为2.013 kg/m
qB-----每米长输送带质量，m；
查表,计算为9.12 kg/m
qG--每米长输送物料的质量，m；
计算为11.2 kg/m
H------输送带卸料段与装料段的高差,m H=0
Fs1-----特种主要阻力, 主要为导料槽阻力,N
查表,计算为42.34 N
Fs2----特种附加阻力,主要为清扫器阻力,N
查表,计算为1210N
Fv=1.03×0.022×800×9.8×｛6.875＋2.013＋(2×9.12＋11.2)｝＋0＋42.34＋1210
=8062 N
2)传动功率的计算
传动滚筒轴功率PA=FU×V=8062×1.5=12092 W
=12.1W
驱动电动机轴功率PM=PA/0.85=12.1/0.85=14.3 W
查表,选主斜井胶带运输机的传动滚筒为直径:800 mm, 电动机2×22km。
三、运输事故的防治措施及装备
1.本矿选用的主要运输设备
运矸：MG1.1-6A 型矿车，运材料：MP9－6型平板车，运煤：刮板运输机运输和皮带。
工作面：刮板运输机运输。
采面运输巷：矿车运输。
副斜井：绞车提升。
主斜井：胶带运输机
2.矿井运输中可能发生的事故
刮板输送机断链、连接刮板链伤人、乘坐刮板链伤人;车辆运行中碰撞、掉道、伤人、触电等事故。胶带运输机着火(见第五章第三节)、断带、打滑、连接输送带伤人、乘坐输送带伤人、撕裂输送带等。
3.防治运输事故的主要措施
(1)、井下运输设备的正确选择
井下使用的运输设备必须是由正规厂家生产，符合煤矿使用标准的防爆合格产品。必须使用阻燃输送带,带式输送机托辊的非金属材料零部件和包胶滚筒的胶料,其阻燃性和抗静电性必须符合有关部门规定
(2)、巷道内应有充分的照明。
(3)、必须装设驱动滚筒防滑保护、堆煤保护和防跑偏装置。
(4)、应装设温度保护、烟雾保护和自动洒水装置。
(5)、在主要巷道内安设的带式输送机还必须装设:
1)) 输送带张紧力下降保护装置和防撕裂保护装置。
2)) 在机头和机尾防止人员与驱动滚筒相接触的防护拦。
(6)倾斜巷道内使用的带式输送机,上运时,必须同时装设防逆转装置和制动装置;下运时,必须装设制动装置。
(7)、液力偶合器严禁使用可燃性传动介质(调整液力偶合器不受此列)。
(8)、带式输送机巷道中的行人跨越带式输送机处应设过桥。
(9)、带式输送机应加设软启动装置,下运带式输送机应加设软制动装置。
(10)、巷道安设带式输送机时,输送机与巷道帮的距离不小于0.5m,输送机机头与机尾处与巷道帮的距离不小于0.7m,另一帮必须留设不小于0.8m的人行道。
(11)、大巷及井底车场的‘信、集、闭”系统必须齐全、完整、安全、可靠。
(12)、轨道和道岔
本矿主要运输巷道铺设600mm轨距15kg／m钢轨混凝土轨枕。
矿上应进行运输系统轨道线路设计，轨道的铺设必须符合以下规定：扣件必须齐全、牢固并与轨型相符，轨道接头的间间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm：直线段2条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计加高后与内轨顶面的高低偏差，都不得大于5mm：直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差为+5mm。下偏差为-2mm；在曲线段内设置轨距拉杆：轨枕的规格及数量要符合标准要求，间距偏差不得超过50mm，道碴的粒度及铺设厚度要符合标准要求，轨枕下应捣实，对道床要经常清理，无杂物、无浮煤、无积水；同一线路使用同一型号钢轨。
道岔应满足设计要求，道岔钢轨型号不得低于线路钢轨型号。
(13)、防止运输巷道内瓦斯积聚
加强运输巷道内局部冒高点的处理和巷道支护，矿车的停放、材料的堆放等不应影响巷道的通风，防止瓦斯积聚。
(14)、严格的行人管理和躲避硐
1))、运输巷道内必须设计人行道，其宽度符合设计规定，并在适应位置设置躲避硐，以保证行人安全。
2))、严禁使用矿车、材料车和平板车运送人员。
3))、行人不能在轨道上行使，必须随时注意是否有车辆通过，在需要横跨轨道时一定要看清没有来车确保安全的情况下快速通过。巷道中行人，必须走人行道。
在水平运输巷的人行道一侧设置躲避硐，2个躲避硐之间的距离不得超过40m，躲避硐宽度不得小于1.2m，深度不得小于0．7m，高度不得小于1．8m，躲避硐内严禁堆积物料。
（15）严禁人员在刮板运输机、皮带上行走，严禁人员乘坐刮板运输机，刮板运输机液力联轴器必须使用防护罩。
（16）用刮板运输机送物料时必须制定安全措施，报矿总工程师或技术负责人审批后严格执行。
（17）刮板运输机的机头、机尾必须打上牢固可靠的压稳顶柱或地锚。
（18）人力推车时，必须遵守下列规定
① 1次只准推1 辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5‰时，不得小于10m；坡度大于5‰时，不得小于45m。巷道坡度大于7‰时，严禁人力推车。
② 推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物、从坡度较大的地方向下推车、以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时同出警号。
③ 严禁放飞车
（19）在延深斜井、下山时，必须在斜井、下山的上口设置防止跑车装置，在掘进工作面的上方设置坚固的跑车防护装置，跑车防护装置与掘进工作面的距离为20m；斜井（巷）施工期间兼作行人道时，必须每隔40m设置躲避硐并设红灯，设有躲避硐的一侧必须有畅通的人行道。上下人员必须走人行道，行车时红灯亮，行人立即进入 躲避硐，红灯灭后，方可行走。
（20) 严格的行人管理和躲避硐
①主斜井内必须设计人行道，其宽度符合设计规定，并在适应位置设置躲避硐，以保证行人安全。
②严禁使用矿车、材料车和平板车运送人员。
③行人不能在轨道上行使，必须随时注意是否有车辆通过，在需要横跨轨道时一定要看清没有来车确保安全的情况下快速通过。巷道中行人，必须走人行道。
④在水平运输巷及付斜井的人行道一侧设置躲避硐，2个躲避硐之间的距离不得超过40m，躲避硐宽度不得小于1.2m，深度不得小于0．7m，高度不得小于1．8m，躲避硐内严禁堆积物料。
（21）处理掉道矿车的防范措施
⑴ 处理掉道矿车时，人员不得站在矿车的两侧和下方。
⑵ 处理掉道矿车时，不得随意起动绞车。
⑶ 用绞车拖动掉道矿车时，人员必须离开矿车进入躺避硐，人员不得站在绳道内，指挥绞车的停开必须有清晰可靠的点铃信号。
⑷ 处理掉道矿车时，如是重车，必须先把物料卸下，放置在安全地点，再处理掉道矿车。
（22）预防串车脱节的措施
⑴ 运送物料时，开车前把钩工必须检查牵引车数、各车的连接和装载情况。牵引车数超过规定，连接不良或装载物料超重、超高、超宽或偏载严重有翻车危险时，严禁发出开车信号。
⑵ 斜巷使用的连接装置的性能指标和投用前的试验，必须符合下列要求：
① 各类连接装置主要受力部件以破断强度为准的安全系数必须符合下列规定：
a．专为升降人员或升降人员和物料的提升容器的连接装置，不小于13；
b．专为升降物料的提升容器的连接装置，不小于10；
c．矿车的车梁、碰头和连接插销，不小于6；
② 各种环链的安全系数，必须以曲梁理论计算的应力为准，并同时符合以下2项要求：
a．按材料屈服强度计算的安全系数，不小于2.5；
b．以模拟使用状态拉断力计算的安全系数，不小于13。
③ 各种连接装置主要受力件的冲击功必须符合下列规定：
a．常温（15℃）下大于或等于100J；
b．低温（－30℃）下大于或等于70J。
④ 各种保险链以及矿车的连接环、链和插销等，必须执行下列规定：
a．批量生产的，必须做抽样拉断试验，不符合要求时不得使用；
b．初次使用前和使用后每隔2年，必须逐个以2倍于其最大静荷重的拉力进行试验，发现裂纹或永久伸长量超过0.2%时，不得使用。
⑶ 在提放串车前，必须检查矿车之间的连接装置是否连好，并必须使用好保险尾绳。
三、其它事故防治措施及装备
1．采区小绞车运输事故的防治措施
①使用小绞车运输的巷道高、宽度必须满足设计或作业规程中的规定，巷道严格按中线施工；
② 设置小绞车硐室的必须按规定设置绞车硐室。其规格、尺寸必须在作业规程或安全措施中作明确规定。
③小绞车必须灵敏可靠，并在小绞车运输线上设置红绿灯，红灯亮时进入躲避硐，禁止人员通行，绿灯亮时方可行人，小绞车司机必须听清信号方可启动绞车。
④《煤矿安全规程》中之有关规定设置“跑车防护装置”，并保证其可靠运行。
⑤在运输斜巷的上口和下部都必须设置牢固可靠的挡车器。
⑥严格执行“行人不行车、行车不行人”制度。
2.区段煤仓事故的防治措施
本矿在开采二采区时，在一采区下部设置煤仓。
1、煤仓上口必须安设篦子，篦子规格为：300×300（mm），防止大块煤矸进行煤仓和人员坠入煤仓；
2、、煤仓上口必须安设护拦，并设警示牌，防止人员坠入煤仓；
3、必须设有满仓保护和煤位保护；
4、工作人员砸煤仓大块，必须一人监护，另一人栓可靠的保险绳后进入煤仓上口工作；
5、煤仓内必须随时保证有存煤，不得放空。；
6、严禁煤仓兼作流水道；
7、检查煤仓和处理堵塞时，必须制定安全措施；
8、采用爆破方法处理卡在煤仓中的煤矸时，必须遵守下列规定：
（1）必须采用取得煤矿矿用产品安全标志的用于煤仓的煤矿许用刚性被筒炸药或不低于该安全等级的煤矿许用炸药；
（2）每次爆破只准使用1个煤矿许用雷管，最大装药量不得超过450g；
（3）爆破前必须检查煤仓内堵塞部位的上部和下部空间的瓦斯。
10、煤仓下口放煤时，速度要均匀，防止失去控制后，煤流埋人；煤嘴卡煤后，必须两人配合处理，一人撬煤，一人扶把。
第五节 电气事故防治措施
一、井下电气设备的选择
1）供电电源概述
该矿一回路电源由平山乡10kv变电站引入矿区，供电距离约0.8公里；另一回路由野马川镇10kv变电所引入矿区，供电距离约1.1公里；供电较为方便，能保证矿井正常生产。
2）电压
地面高压为10KV，地面低压为380V、220V，井下低压为380V，127V。
3）电力负荷
平山矿井生产能力为9万吨/a，斜井开拓，全矿安装设备38台(件)，其中工作设备32台(件)；设备总容量643.8kw，其中工作容量466.8kw；计算有功负荷为380.8kw，无功负荷342.2kvar，视在负荷471.4kVA，矿井年耗电2119500kwh，综合电耗为26.2kw•h/t煤。矿井电力负荷统计见表7-5-1。
4) 送变电方式
根据矿井电力负荷计算结果，考虑后期用电设备的增加，设计安装一台变压器中性点接地，为S9-315/10/0.4变压器供地面设备、地面用电和照明，一台变压器中性点接地，为S9-100/10/0.4变压器供地面风机、瓦斯泵的二回路；设计安装两台变压器，变压器中性点不接地，一台KS9-400/10/0.4变压器向井下用电设备供电；一台KS9-100/10/0.4变压器向井下掘进头局扇供电。
5）井下供配电
由地面低压配电室经主井向井下设备供电，各配电点及电缆由隔爆低压馈电开关引出。
井下用电设备共安装26台（件），设备总容量为371.8kw，其中工作容量269.8kw，计算有功负荷为214.8kw。
对掘进工作面的低压供电系统均采用“风电、瓦斯电闭锁”，局扇采用专用变压器、专用开关、专用电缆供电，每天应有专人检查1次，保证局部通风机可靠运转。井下绞车硐室等处设固定照明。
在井下排水沟中埋设一块主接地极，掘进头、采面运输巷等处低压配电点各设一块接地极，所有设备金属外壳均采用24×4镀锌扁钢与接地极作可靠接地连接，接地网上任意保护点测得的接地电阻不得大于2欧姆。
赫章县平山煤矿电力负荷统计表 表7－5－1
各掘进工作面选用矿用隔爆型风电瓦斯闭锁开关，局部通风机和掘进工作面的电气设备实现风电瓦斯闭锁，只有局部通风机开始运行后才能起动掘进工作面的电气设备，一旦局部通风机停止运行，风电瓦斯闭锁装置立即切断局部通风机供风巷道内的一切电气设备的电源，做到“风电、瓦斯电闭锁”，保证安全供电。
二、供电线路及地面变电所事故
1.供电线路事故及防治措施
1）地面固定供电线路和通信线路应设置在稳定的地方；
2）输配线至地面、建筑物或构筑物的距离应符合有关规程规定。
3）井下低压馈电线上有可靠的漏电、短路检测闭锁装置，可采用瞬间1次自动复电系统。
4）严禁井下配电变压器中性点直接接地；严禁由地面中性点直接接地的变压器或发电机直接向井下供电。
5）井下电力网的短路电流不得超过其控制用的断路器在井下使用的开断能力，并应校验电缆的热稳定性。
6）井下电动机的控制设备，应具有短路、过负荷、接地和欠压释放保护。井下配电点引出的馈电线上应装设短路、过负荷和漏电保护装置。低压电动机的控制设备，应具备短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。
7）井下低压馈电线上，必须装有检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。
8）井下配电网路均应装设过流、短路保护装置；必须用该配电网路的最大三相短路电流校验开关设备的分断能力和动、热稳定性以及电缆的热稳定性。必须正确选择熔路电流校验开关设备的分断能力和动、热稳定性以及电缆的热稳定性。必须正确选择熔断器的熔体。
必须用最小两相短路电流校验保护装置的可靠动作系数。保护装置必须保证配电网路中最大容量的电气设备或同时工作成组的电气设备能够起动。
9）井下必须装设防雷电装置。
10）电缆的选择及电缆的敷设必须符合《煤矿安全规程》（2006版）规定。
11）电缆的敷设：
（1）在水平巷道或倾角在35°以下的井巷中，电缆用吊钩悬挂；
（2）在倾角在35°以上的井巷中，电缆用卡箍固定；
（3）悬挂的电缆有适当的弛度；悬挂高度高于矿车；
（4）悬挂点间距为3米；电缆要在压风管、供水管等管子的上方，并保持0.3米以上的距离。
12）电缆连接
（1）电缆与电缆连接，必须用与电气设备性能相符的接线盒；
（2）电缆线芯使用齿形压线板（卡爪）或线鼻子与电气设备进行连接；
（3）不同型电缆之间严禁直接连接，采用符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接；
（4）同型电缆之间直接连接时，橡套电缆的修补连接（包括绝缘、护套已损坏的橡套电缆的修补）采用阻燃材料进行硫化热补或与热补有同等效通的冷补，并经浸水耐压试验，合格后方可下井使用。
2.地面变电所事故及防治措施
1）可能发生的事故分析
地面变电所可能发生变电所火灾、变电所设备事故、小物件及小动物引起短路事故。
2）地面变电所事故防治措施
地面变电所位置选择在工业场所附近，并符合下列要求：
（1）设置在无塌陷区、稳定的场所；
（2）设在爆炸材料库爆炸危险区以外；
（3）与高噪声源的距离，应满足主控制室背景噪声不大于60db（A）的要求。
（4）变电所周围必须设有围墙，其高度不低于1.8m，并在周围悬挂安全警示牌。
（5）变电所防雷、过电压保护及各种避雷设施齐备。
（6）变电所用不燃性材料建筑，应有专门的防灭火装置。
（7）开关、继电保护装置及电容器等必须制定防火措施，电缆钩、管道沟、窗房应设置铁丝网，以防小动物入内造成线路短路。
（8）变电所内悬挂一次、二次架空线和电缆的配电系统图以及有关操作、维护等规和程、规则。
（9）变电所内变电装置与墙、顶必须按有关规定留足距离。
（10）矿井地面供电线路每年必须进行巡查。10kv及其以下的矿井架空电源线路不得共杆架设，矿井电源线路上严禁装设负荷定量器。
（11）矿井应有两回电源线路。当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷，变电所为双电源，避免了两回线路受到外部的影响同时发生故障的概率。在变电所的进线处，如因地理环境等条件的控制使线路之间距离不易分开，也要尽量拉开两线路间距离。并适当的增大杆塔安全系数，避免因煤层的开采或气候变化等各种原因出现事故。
三、防止电气设备引起的瓦斯、煤尘爆炸和触电事故的措施
1.防止矿井突然停电的措施
使用双回路电源，一路断电即合上另一路开关，以保证井下供电的连续性。
2.防止电火花事故的措施
1）井下电气设备严禁失爆，电气设备入井前严格检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”。
2）井下电缆必须是经检验合格并取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆，电缆的安设合格，并防止有硬件物品碰穿，以及注意电缆的受潮、老化等。
要消灭“鸡爪子”、“羊尾巴”、明接头，电缆要悬挂整齐。井下防爆电气设备要及时检查维修，保持完好。严禁使用明刀闸开关。普通型携带式电气测量仪表，只准在瓦斯浓度1%以下的地点使用。
3）井下严禁带电检修和带电搬移电气设备。检修或搬迁电气设备（包括电缆和电线）前，必须切断电源，并用防爆验电笔检验，无电后，检查瓦斯，巷道风流中瓦斯浓度在1%以下时，方可开始工作。所有开关把手在切断电源时都应闭锁，并挂上“有人工作，不准送电”牌子，只有执行此项工作的人员，才有权摘牌和送电。
4）建立矿灯管理制度，每盏矿灯都应编号，经常使用矿灯的人员必须专人专灯。矿灯必须保持完好，漏液、亮度不够、电缆损坏、灯锁不良、灯头松动、密封不严、玻璃破裂等情况的矿灯严禁发出。严禁敲打、撞击和自行拆卸矿灯。
5）井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电，且用防爆型的照明信号设备。
6）井下电话选用本质安全型电话，并使用矿用电话电缆。
7）严禁井下配电变压器中性点直接接地，严禁由地在中性点直接接地的变压器或发电机直接向井下供电，井下电气设备正常不带电的金属外壳都应可靠接地。
总之，电缆、矿灯、信号照明、电话系统、防爆电气设备在防静电、防带电作业等方面必须采取有效措施以防止电火花引燃瓦斯与煤尘而引起爆炸。
3.防止井下电气着火的措施
1）变电所和供电线路设有可靠的避雷装置，为防止地面雷电波及井下引起瓦斯、煤尘以及火灾等灾害。必须做到：
（1）由地面直接入井的轨道、管路，必须 在井口处将金属体进行不少于两处的良好的集中接地。
（2）通信线路必须在入井处装设熔断器和避雷装置。
（3）每年雨季前必须对避雷装置进行检查试验。
2）矿用电缆的选择
（1）井下电缆按安全载流量选择，并经电压损失和短路保护校验，采用矿用橡套软电缆。
（2）井下各配电站配电的低压电缆均采用矿用橡套铜芯电缆。
（3）照明电源均引自地面配电所，采用阻燃的矿用橡套电缆（UM）；电钻采用矿用电钻电缆（UZ）。
3）所有电气设备，均设有短路、过负荷、单相断线保护和漏电闭锁保护。井下所有电气设备的金属外壳都进行接地。
4）井下监测分站、地面矿灯房及井下配电点等电气设备集中处，采用不燃性材料支护。并配有灭火器材，喷粉灭火器3个和砂箱2个，砂箱用1.5～3.0毫米铁板制作，容积不少于0.2m3。
5）井下所有电气设备按高瓦斯矿井要求配备，采用防爆型和本质安全型电气设备。
4.防止触电事故的措施
1）机器外露的转动和传动部分都必须加装护罩或遮栏，防止碰触发生危险。
2）凡不用或暂时停用的电气设备必须切断电源，并把送电开关打上闭锁或加锁。
3）井下36V以上的电气设备设接地保护装置，并构成接地网；127V煤电钻和信号装置应设有检漏、短路、过负荷、远距离启动和停止煤电钻的综合保护装置。380V以上的电气网络中，必须有过电流和漏电保护。煤电钻综合保护装置在每班使用前必须进行一次跳闸试验。低压检漏装置每天进行一次跳闸试验。发现检漏装置有故障或网络绝缘降低，应立即停电处理。检漏装置应灵敏可靠，严禁甩掉不用。接地网上任一保护接地之间的保护接地用的电缆芯线的电阻值都不得不得超过1欧姆。
4）必须配备经培训考试合格的防爆设备检查员，并建立严格的防爆设备入井制度。防爆性能受到破坏的电气设备，应立即处理或更换，不得继续使用。
5.井下电气设备的各种保护
1）所有电气设备的保护接地装置（包括电缆的铠装、铅皮、接地芯线）和局部接地装置，与主接地极连接成1个总接地网；主接地极在采区下部水沟中埋设1块，用耐腐蚀的钢板制成，其面积不得小于0.75m2 、厚度不得小于5mm。
2）局部接地极设置于巷道水沟内或其他就近的潮湿处。设置在水沟中的局部接地极应用面积不小于0.6m2 、厚度不小于3mm的钢板或具有同等有效面积的钢实行改革制成，并平放于水沟深处。设置在其他地点的局部接地，可用直径不小于35mm，长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻20个直径不小于5mm的透孔，垂直全部埋入底板。
3）连接主接地极的接地母线，采用截面不小于50mm2 的铜线，电气设备的外壳与接地母线或局部接地极的连接，电缆连接装置两头的铠装、铅皮的连接，采用截面不小于25 mm2 的铜线。
第八章 矿井安全监控
第一节 概述
一、安全监测监控系统设置要求
1.安全监测监控系统设置的重要性
本矿井按高瓦斯矿井进行设计。矿井煤尘有爆炸性危险、煤炭自燃倾向性为二类即自燃。
根据《煤矿安全规程》（2006版）第一百五十八条之规定，该矿井必须装备安全监控系统。装备安全监控系统之后，有利于煤矿管理者随时了解井下安全生产的现状，及时排除各种生产过程中出现的不安全因素，使得井下生产顺利进行。
2.安全监测监控系统设置的条件和要求
1）安全监测监控系统设置的条件
本矿为生产矿井，设置安全监测监控系统具有如下条件：
①有《贵州省赫章县平山煤矿开采方案设计》作为设计依据；
②有国家煤矿安全监察局所编制的《煤矿安全规程》（2006版）作为法律依据；
③有《矿井通风安全监测系统装备标准和使用管理规定》设计标准；
④有较多的矿井安全监控系统可供选择。即： KJ95、KJ101、 KJF2000、KJ90、KJ75、KJ80等矿井安全综合监控系统。
2）安全监控系统设置的要求：
矿井安全监控系统，必须能随时监测矿井生产过程中主要影响安全生产的环境因素（主要是瓦斯浓度）的变化情况，并能根据其变化，在其有关指标（主要是瓦斯浓度）超规定值时，能及时切断相应区域电气设备电源，以确保矿井生产的安全。
二、安全监控系统的选择
1．开采技术条件和安全条件
（1）矿井开拓方式
本矿区所属区域总体上，煤层间距大，所以采取分层开采，先开采上部M18煤层，最后开采下部M73煤层。在矿区走向东部,利用原有工业场地布置工业场地，在工业场地布置主斜井、副斜井；主斜井倾角平均8º，方位角69º；副斜井利用现有巷道改造，倾角平均7º，方位角70º。回风斜井平均22º，方位角102º；运输下山、轨道下山与回风斜井平行，轨道下山布置于M18煤层中，运输下山布置于M18煤层底板中。两下山上部直接连接主斜井、副斜井。在此布置第一水平井底车场、井底水仓、硐室等巷道。回风斜井与主斜井同时施工。矿井采用一个水平布置。矿井划分两个采区。划分为一个水平，M18煤层为一采区，M73煤层为二采区。
后期开采M73煤层，在M73煤层露头线附近新作工业广场，沿M73煤层布置主斜井、副斜井、回风斜井。利用三井筒作采区下山，采区布置双翼开采。
矿井采区系统形成后，即可布置回采面进行回采。首采工作面为一个，11801布置在一采区东翼M18号煤层内，11801运输巷与主斜井相连，11801回风巷与回风下山相连，构成回采面进行回采；同时准备一采区西翼的11802运输巷和11802回风巷掘进头，形成完整的一个采区生产系统。
通风方式为边界抽出式。该方案开拓系统平、剖面图详见图。
矿井以一个炮采工作面，两个掘进头满足9万吨/年设计能力，采煤方法采用走向长壁式后退采煤法，矿井工业场地设在主斜井井口附近。
本方案新建井巷工程量为2910m（其中岩巷1375m）。
该方案开拓系统平、剖面图详见图。
（2）煤层赋存条件
区内可采煤层2层，煤层位于龙潭组，自上而下煤层编号为M18、M73煤层。矿区内煤层产状与地层一致，平均倾角28º。开采煤种为无烟煤，煤层赋存稳定，顶板顶板条件一般，顶板以粉砂质泥岩为主，属软—中等坚硬岩石，容易冒落，顶板易于管理，但对局部破碎带及节理发育处应加强顶板管理和支护；底板以粘土岩为主，在采煤过程中与水分空气接触时，易风化，使抗压强度降低，出现底鼓现象，在底板管理中应采取相应措施，消除底板软岩危害。
（3）矿井瓦斯
该矿性质为解决民用煤问题的农村自用煤矿变更为合法矿井，未作瓦斯等级鉴定工作，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井瓦斯鉴定资料，该区域瓦斯含量较高，所以本矿按高瓦斯矿井进行设计管理，在生产过程中及时补作瓦斯等级鉴定工作，并加强矿井通风，采取有效的预防措施，防止矿井瓦斯聚集，严格执行《煤矿安全规程》的有关规定，保证矿井安全生产。本次设计参照可乐向斜南东翼的邻近矿井瓦斯鉴定资料，选择其中瓦斯、二氧化炭碳涌出的最大数据为依据，即矿井绝对瓦斯涌出量5.12m3/min，相对瓦斯涌出量29.24m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.84m3/min，相对涌出量5.08m3/t。
本设计根据该鉴定报告及邻近矿井调查的结果，按高瓦斯矿井进行设计和管理。在开采过程中应加强通风及瓦斯检测记录，防止局部瓦斯积聚，必须关注瓦斯涌情况，根据情况采取措施。矿井在建设及生产期间必须进行瓦斯含量、瓦斯涌出量的测定，并定期进行瓦斯等级鉴定。
（4）煤尘爆炸性
该矿未作煤尘爆炸危险性鉴定，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，该根据赫章各生产煤矿分别对煤层取样鉴定结果，均有煤尘爆炸性危险。所以两煤层的煤尘按有爆炸性危险管理，在煤矿开采生产过程中应坚持湿式作业，搞好防尘工作，应尽量降低巷道和工作面中煤尘的含量，作好相应的安全防范措施，以防止造成煤尘及瓦斯爆炸事故的发生。在建井期间及时补作各煤层的煤尘爆炸性鉴定，以便指导矿井安全生产。
（5）煤层自然发火倾向性
该矿未作煤炭自燃倾向性鉴定，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，该区域煤层自燃倾向属Ⅱ类（自燃煤层），所以两煤层的煤炭均按自燃矿井管理。在建井期间及时补作各煤层的自燃倾向性鉴定。
（6）煤与瓦斯突出
该矿未作煤与瓦斯突出鉴定，根据贵州省地矿局一一三地质大队2006年7月提交的《赫章县平山煤矿普查地质报告》及邻近矿井资料，该区域未发生过煤与瓦斯突出，建设期间暂时按有煤与瓦斯突出矿井管理。在建井期间及时补作煤与瓦斯突出鉴定。
（7）地温
本井田属地温正常区，无热害影响。
2、安全监测、监控和传输设备系统选择
矿井监测监控系统设备选型设计根据系统的主要特点，技术的先进性、技术性能、软件功能、用户使用反馈意见，系统发展前景，对平山煤矿监特点的适应性以及售后服务的保证程度方面，经过多家产品对比分析，选用煤炭科学总院重庆分院研制的KJ101型煤矿综合监控系统，该设备先进，功能强，且有较强的密码保护体系，只有授权人员才能登录对系统关键数据进行操作和维护。
三、系统软件功能
系统软件应用具有良好的用户界面，操作使用方便，具有如下功能：
l、具有汉字功能：
2、具有数据采集、数据处理、数据存储、数据查询功能；
3、具有超限报警、故障检测功能；
4、具有各种图形显示功能，可显示系统配置巡查图，生产工艺流程模拟图、运转工况图、通风系统及模拟量统计值曲线与实测图曲线等多种图形；
5、井下分站和测点变更情况进行生成操作的功能。
6、有自动打印班报、日报、月报等各种报表，打印主机屏幕上的图形、曲线和表格的功能。
四、KJ101型煤矿综合监控系统简介
（一）监控系统简介
KJ101型煤矿综合监控系统采用时分制分布式结构，主要由地面中心站，网络终端、图形工作站、通信接口、实时多屏、系列监控分站、各种传感器和控制执行器等部分组成。是一套集矿井安全监控、生产工况监控、网络信息管理及多种监控子系统为一体的全网络化矿井安全综合监控系统。可直接断高压的数字编码继电箱、无线传输分站及二线制模拟量传感器。地面开发了广播式终端网、局域网、互联网。
KJ101系统采用同步SDLC通信方式。它常规的异步传输方式相比有很多优势。瓦斯传感器可连续测量0.00~100%CH4，具有耐高浓冲击性能、全量程不停测、不保护、不切换。
ａ、本矿井配备一套比较先进的KJ101安全生产监控系统，对回采工作面及其回风巷瓦斯浓度、风速、一氧化碳、温度、设备开停等进行监控；对掘进工作面及其回风巷中的瓦斯、设备开停等进行监控；对主要通风机的负压、风速、主要通风机开停等进行监控。
ｂ、对井下各采、掘工作面设置瓦斯传感器、设备开停传感器、风速传感器、一氧化碳传感器等。
ｃ、对从事井下安全生产的管理人员、区队班组长、特殊工种及独立作业人员配备便携式瓦检仪。
KJ101型煤矿综合监控系统是煤炭科学院重庆分院研制自主研制开发的具有技术先进、功能强大、可靠性高、实用性强的高技术产品。十几年来在我国煤炭行业得到了大量推广应用，取得了良好信誉，深受广大煤炭用户欢迎。
1、系统组成
KJ101型煤矿综合监控系统采用时分制分布式结构，主要由地面中心站，网络终端、图形工作站、通信接口、实时多屏、系列监控分站、各种传感器和控制执行器等部分组成。是一套集矿井安全监控、生产工况监控、网络信息管理及多种监控子系统为一体的全网络化矿井安全综合监控系统。
2、主要特点
1)产品自配套性强，系列化齐全，性价比高，全套设备由煤炭科学院重庆分院研制，售后服务有保障。
2)具有良好的开放性和可伸缩性，采用模块化设计，组态灵活，能满足各矿井监控系统最优化最经济运行。
3)地面监控中心运行在标准的Ethenet TCP/IP网络环境，操作系统平台为中文Win98/NT/2000，可方便实现网上通信共享和网络互联。支持Intenet/Intrant模式的Web系统综合监控信息浏览。
4)系统显示画面采用文本、图形兼容方式，显示信息直观、生动，具有实时多屏显示功能。
5)具有实时数据存储和各种统计数据存储能力。数据存储时间长、查询和报表功能丰富，格式可由用户安排。
6)有系列化，多用途的监控分站，功能丰富，具有甲烷断电仪及甲烷风电闭锁装置的全部功能。有完善的数据停电保存能力，确保监测数据信息不丢失。
7)分站及传感器全面实现了智能化和红外遥控调校、设置。分站模拟量和开关量端口可任意互换，并支持多种信号制，有实时数据存储能力。
8)分站电源具有宽范围动态自适应能力，适合矿井电网波动大的严酷环境。其备用电池可保证2小时以上供电容量。
9)独特的三级断电控制和超强异地交叉断电能力(中心站分手控、分站程控和传感器就地控制)。
10)传感器种类齐全，可对矿井环境和工况参数实现全面监控。瓦斯传感器元件寿命长，功耗低，传输距离远。
11)系统通信采用先进的DPSK，无极性二芯线传输方式，通信距离远，对传输介质要求较低，适合光缆、矿用通信电缆及普通双绞线传输。
12)具有自检功能，可对分站、电源、传感器、电缆等设备进行诊断，并能报警和记录。有完善的多级口令保护功能。
13)系统设备具有完善的故障闭锁功能，当与闭锁有关的设备未投入正常运行或故障时能切断与之有关设备的电源并闭锁。
14)可靠的避雷保护措施。
15)强大的子系统兼容能力，己支持工业电视瓦斯抽放监测、火灾束管检测，电力监测、主副提升监测及核子称计量等。
3、主要参数指标
管理64个分站，可扩展为128个：1024个输入量，512个控制
传输速率：2400nbps或1200bps
传输方式：DPSK或RS485
中心站到分站传输距离：≥25Km。
分站到传感器传输距离：≥2Km。
寻检周期：≤25秒。
处理精度：≤±0.5％
画面刷新：≤4秒。
电源波动：90—110％(地面)，75—90％(井下)
传感器种类：瓦斯、风速、负压、一氧化碳、水位、煤位、温度、烟雾、电流、电压、功率、流量、开停、风门、风闸、风机开关等。
4、系统主要的设备参数及特点
1)地面中心站
型号：KJ101监控主机
10／100M自适应网络集线器一台
可配多达255台远程网络终端，实现在不同地点监控信息的远程实时共享。
软件运行平台为WIN9X／NT／2000／Web环境，通过Ethernet以态局域网组成全网络化环境，协议支持TCP／IP、NETBUI、iPX／SPX等。
2)KJ101数据通信装置
KJ101数据通信装置是KJ101型煤矿综合监控系统的关键设备，主要实现地面中心站与井下监控分站之间的数据双向通信、地面非防爆设备与矿井防爆设备之间的电气安全隔离等功能。
通讯方式：DPSK或RS485
通讯速率：1200／2400bps
通讯距离：≥25km
3)矿井系列监控分站
KFD—2、KFD—3和KFD—3X大中小型3种分站是KJ101煤矿综合监控系统的关键配套设备，主要实现对各种传感器数据采集、实时处理、存储、显示、控制和与地面监控中心的数据通信。具有红外遥控初始化设置功能。可独立使用，实现瓦斯断电仪和瓦斯风电闭锁装置的全部功能。
容量：
KFD—2：16个输入端口，8个控制输出（模拟量和形状量可以任意互换）
KFD—3：8个输入端口，4个控制输出（模拟量和形状量可以任意互换）
KFD—3X：4个输入端口，2个控制输出（模拟量和形状量可以任意互换）
电源电压：36V、127V、220V、660V
显示方式：6位数码管
预警方式：16个发光指示
分站至传感器距离：≤2.0m
信号制式：2～1000Hz、1～5mA、4～20mA、1/5Ma、触点
处理误差：2≤±0.5%
断电容量：36V/5A、660V/0.3A
防爆型式：矿用本安型ibI（+150℃）
（二）各类传感器的有关参数
1、瓦斯传感器
瓦斯传感器设置在井下工作面、掘进头、回风巷道等地方，用于连续监测井下气体中瓦斯含量，当瓦斯含量超限时，应具有声光报警功能，同时由有关设备切断相应范围的电源。
传感器的测量范围：低浓型：0.00～10％CH4，高浓型：0.00～100％CH4，高低浓型：0.00～10～100％CH4，管道型0.00～100％CH4
传感器的测量误差：相对误差≤±10％×测值（相对值）
响应时间：＜30s
报警方式：声光报警
工作方式：连续
使用条件：环境温度0～40℃
相对温度＜95％
2、开停传感器
开停传感器安装在设备动力电缆上，通过检测电缆外磁场来感知设备运行状态。
开态电流：6～8mA（NPN晶体管共地导通）
停态电流：＜1mA（NPN晶体管共地截止）
检测灵敏度：3A
响应时间：＜2s
3、风门传感器
安装在井下各风门设置处，用以监测各风门的开、关状态，保证井下风路畅通。
检测灵敏度：＞5cm
响应时间：＜1s
4、负压传感器
负压传感器安装在矿井风硐内，用以连续监测矿井风压。
测量范围：0～100KPa
测量精度：0. 2KPa
使用环境：0～50℃
相对温度：＜95％
5、一氧化碳传感器
负压传感器安装在矿井风硐内，用以连续监测矿井风压。
测量范围：0～100ppm
测量精度：1ppm
使用环境：0～50℃
相对温度：＜95％
6、环境温度传感器
负压传感器安装在矿井风硐内，用以连续监测矿井风压。
测量范围：0～50℃
测量精度：0.5℃
使用环境：0～50℃
相对温度：＜95％
第二节 安全监测、监控和传输设备选择
一、监测、监控设备的选择原则
1、设备必须符合有关国家标准和行业标准，通过煤炭行业标准化归口审查，通过国家技术监督局认证的检测机构的型式检验。用于爆炸环境的煤矿安全监控设备，还必须通过国家技术监督局认证机构防爆检验，并取得“防爆合格证”。
2、优先选用本质安全型设备。
3、安全监测、监控设备必须具有故障闭锁功能。
4、安全监测、监控设备必须具备甲烷断电仪和甲烷、风、电闭锁装置的全部功能。当主机和系统发生故障时，必须保证甲烷断电仪和甲烷、风、电闭锁装置的全部功能，当电网停电后安全监测、监控系统必须保证正常工作时间不小于2h。
5、为防止雷电通过矿井安全监测、监控系统引起井下瓦斯爆炸，系统设备必须具有防雷保护。
6、为防止人为取消断电功能，保障煤炭安全生产，系统设备必须具有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、存储和打印报表功能。
7、传输设备应符合《中华人民共和国煤炭行业标准煤矿用信息传输装置》（MT/T899-2000）。
8、用于监测、监控系统误码率不应大于106，最大巡检周期不应大于30s。
9、安全监测、监控设备之间的输入输出信号必须为本质安全型信号，设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话线和动力电缆等共用。
监控总站和各分站的设备配备表
二、监测、监控设备选型及布置
从平山煤矿需要监测监控的信息源来看，各个测点在全矿井范围内是比较分散的。平山煤矿的监测监控点的分布具有集散型的特点。因此监测监控系统的设计必须要适应这一监测特点，采用分站式结构。在测点铰集中的地点设置信息采集站。根据该煤矿对信息监测的要求，每个分站的测点数以8～25个左右较为适宜。本着这一原则，在平山煤矿安全生产监测监控系统中设置3个分站。地面设立中心站，各分站设置地点及监测监控内容详见“矿井安全监测传感器布置图”和“矿井安全监测监控系统图”。
矿井安全监测系统传感器布置表 表8—2—1
三、传输设备及器材选型
安全监测、监控设备之间的输入输出信号必须为本质安全型信号，设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁调度电话线和运输电缆等共用。该矿中心站到分站选择PUYVRP1×4×7/0.52型主信号电缆，分站到传感器电缆选用PUYVRP1×4×7/0.28型电缆。信号电缆之间采用防爆三通接线盒（K-3）和防爆二通接线盒（K-2）连接。
第三节 监测、监控设备传感器布置
一、回采工作面传感器选型及配置
1、11801回采工作面回风巷设置有瓦斯传感器2台，回柱绞车开停传感器1台，一氧化碳、风速、温度传感器各1台；采煤工作面设置有刮板输送机开停传感器各1台；运输巷设置胶带运输机、刮板运输机和乳化液泵。
2、工作面瓦斯传感器应T1设在回风巷，与回采工作面的距离小于10m，其报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.5%CH4，复电浓度为＜1.0%CH4，断电范围为工作面全部非本质安全型电气设备；T2设在回风巷，与回风口的距离10~15m，其报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.0%CH4，复电浓度为＜1.0%CH4，断电范围为工作面全部非本质安全型电气设备。
风速、温度、一氧化碳传感器应安装在巷道前后10m内无分支风流，无拐弯，断面无变化的地点。
该矿为高瓦斯矿井，回采工作面瓦斯传感器按下图设置：
T1—回采工作面风流中的瓦斯传感器
T2--回采工作面回风流中的瓦斯传感器
二、掘进工作面传感器选型及配置
1、各掘进工作面传感器类型、数量及位置
掘进工作面各设置有瓦斯传感器1台；回风流中设置瓦斯、温度、一氧化碳传感器各1台；局部通风机开停传感器1台。
2、掘进工作面瓦斯传感器T1应尽量靠近工作面设置，与掘进工作面的距离小于5m，其报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.5%CH4，复电浓度为＜1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备；T2应设置在回风口10~15m，其报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.0%CH4，复电浓度为＜1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
该矿为低瓦斯矿井，煤巷掘进工作面瓦斯传感器应按下图设置：
T1—掘进工作面风流中的瓦斯传感器；
T2—掘进工作面回风流中的瓦斯传感器；
F—局部通风机。
三、其它地点传感器选型及配置
1.矿井主要回风巷道
在风井中设置风速传感器、温度、一氧化碳和瓦斯传感器各1台。当回风巷道中瓦斯浓度超过0.75 %时，发出声光报警。
风速传感器应安装在巷道前后10m内无分支风流，无拐弯，断面无变化的地点。当风速低于或超过设计风速值的20%时发出声光报警信号。
2. 井下绞车房
在井下绞车房设置有提升绞车开停传感器1台。
3．地面主通风机房
主通风机房设置有通风机开停传感器2台，负压传感器1台，通风机开停传感器安装在通风机电机电缆上，负压传感器安装在通风机进风口处。
4．水仓
井下水仓设置有水泵开停传感器2台，水位传感器1台。
5．风门
在井下各风门上以及在回风斜井安全出口的风门上各设置1台风门开闭传感器。
四、监控地点及监控内容
为了保障平山煤矿的安全生产，根据平山煤矿的实际情况，按照《煤矿安全规程》（2006版）和《矿井通风安全监测系统装备标准和使用管理规定》的要求，总共需在平山煤矿设置三个大型监测分站，共监测27个模拟量，24个开关量，各监测地点及监测内容详见表8-2-1。
第四节 矿井各类传感器装备量
一、矿井传感器装备标准
本矿井按高瓦斯矿井设计。煤尘有爆炸危险性，煤层自燃倾向性为二类即自燃煤层。
矿井设计能力为9万t/a，斜井开拓，采用走向长壁采煤法开采，设一个回采工作面，两个掘进工作面。因此，根据矿井各监测地点及监测内容，即可确定该矿综合监测监控系统所需设备的种类和数量。由于传感器在运行期间会出现各种故障，故在购置传感器时需考虑一定的备用系数。各种传感器的备用系数为：高浓度瓦斯传感器：30%；负压传感器：25％；其他模拟量：20％；开关类传感器：20％；控制类传感器：20％。此外，KJ101一体化监控主机也要考虑一台备用主机。平山煤矿综合监测监控系统设备的装备量、备用量及装备总量见表8-4-1。
二、矿井各类传感器的装备量
平山煤矿安全监控系统传感器装备量、备用量、装备总量详见表8-4-1。
地面、井下各类传感器装备量 表8-4-1
一、安全监控系统选择的合理性、先进性
KJ101型煤矿综合监控系统采用时分制分布式结构，主要由地面中心站，网络终端、图形工作站、通信接口、实时多屏、系列监控分站、各种传感器和控制执行器等部分组成。是一套集矿井安全监控、生产工况监控、网络信息管理及多种监控子系统为一体的全网络化矿井安全综合监控系统。可直接断高压的数字编码继电箱、无线传输分站及二线制模拟量传感器。地面开发了广播式终端网、局域网、互联网。
KJ101系统采用同步SDLC通信方式。它常规的异步传输方式相比有很多优势。瓦斯传感器可连续测量0.00~100%CH4，具有耐高浓冲击性能、全量程不停测、不保护、不切换。
ａ、本矿井配备一套比较先进的KJ101安全生产监控系统，对回采工作面及其回风巷瓦斯浓度、风速、一氧化碳、温度、设备开停等进行监控；对掘进工作面及其回风巷中的瓦斯、设备开停等进行监控；对主要通风机的负压、风速、主要通风机开停等进行监控。
ｂ、对井下各采、掘工作面设置瓦斯传感器、设备开停传感器、风速传感器、一氧化碳传感器等。
ｃ、对从事井下安全生产的管理人员、区队班组长、特殊工种及独立作业人员配备便携式瓦检仪。
KJ101型煤矿综合监控系统具有技术先进、功能强大、可靠性高、实用性强的高技术产品。十几年来在我国煤炭行业得到了大量推广应用，取得了良好信誉，深受广大煤炭用户欢迎。
二、总站和分站设置地点、数目和传输系统的可靠性
该矿在地面设置2个中心站(1个使用，1个备用)。全矿共设3个分站，其中：地面主要通风机房1个分站；井下2个分站。设计选型采用的KJ101监测监控系统能比较全面的反映该矿井下生产过程的情况，可对矿井环境和工况参数实现较全面的监控，随着矿井开采深度的增加，本系统可增容扩大监测范围和增加监测传感器。
矿井建立健全安全监测监控系统巡回检查制度。安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。甲烷传感器、一氧化碳传感器、便携式甲烷检测报警仪、便携式一氧化碳检测报警仪等采用载体催化元件的检测设备，每7天必须使用标准气体和空气调校1次，每7天对甲烷超限断电功能进行调试。安全监控设备发生故障时必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。每天检查安全监控及电缆是否正常，使用甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者数据误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施必须在8小时内对2种设备调校完毕。
三、管理机构和人员培训的保证程度
由于矿井安全监测、监控系统是一现代科技产品，要想用好矿井安全监控系统，让其发挥最大的作用，就必须要对实际操作的技术人员进行技术培训。只有经过技术培训，并取得合格证书后的技术人员，才能持证上岗操作矿井安全监控系统。
1)操作人员必须经有资质的单位培训，经考核合格后方能上岗操作。地面中心站必须24小时有人值班。
2)系统出现问题必须请厂家或售后服务部门进行维修，不得请其它部门或自行擅自维修。
业主还可根据具体情况制定相关的管理规定。
四、地面中心站技术安全要求
1、中心站选址要求
中心站选址应避开如下区域：发生火灾危险程度高的区域；有害气体来源以及存放腐蚀、易燃、易爆物品的地方；低洼、潮湿、落雷区域和地震频繁的地方；强振动源和强噪音源；强电磁场的干扰的地方；设在建筑物的高层或地下室，以及用水设备的下层或隔壁；重盐害地区。
2、中心站防火要求
与中心站相关的其余基本工作房间及辅助房间，其建筑物的耐火等级不应低于TJ16中规定的三级耐火等级。
3、中心站室内装修要求
室内装修材料应符合TJ16中规定的难燃材料和非燃材料，应能防潮、吸音、不起尘、抗静电等。计算机机房地面应铺设活动地板，活动地板应是难燃材料或非燃材料。活动地板应有稳定的抗静屯性能和承载能力，同时耐油、耐腐蚀、柔光、不起尘等。具体要求应符合GB6650《计算机机房用活动地板技术条件》。异型活动地板提供的各种规格的电线、电缆、进出口应做得光滑、防止损伤电线、电缆。活动地板下的建筑地面应平整、光洁、防潮、防尘。在安装活动地板时，应采取相应措施，防止地板支脚倾斜、移位、横梁坠落。
4、中心站供配电要求
中心站应设专用可靠的供电线路。计算机系统的电源设备应提供稳定可靠的电源。供电电源设备的容量应具有一定的余量。计算机系统的供电电源技术指标应按GB2887《计算站场地技术要求》中的第9章的规定执行。机房须配备电源稳压设备，为计算机主机和终端配备UPS备用电源。计算机系统接地应采用专用地线。专用地线的引线应和大楼的钢筋网及各种金属管道绝缘。计算机机房应设置应急照明和安全出口的指示灯。
5、中心站空调系统配置要求
计算机机房应采用专用空调设备，空调电源不能与监测监控系统共用。机房空气温度t=18～26℃，噪声≤47dB（A)，湿度≤80％，灯光照度符合卫生标准。中心站前环境条件应满足厂家关于安装环境的对中心机房的技术要求。
6、其它设备和辅助材料
计算机机房使用的磁芯柜、磁带柜、终端点等辅助设备应是难燃材料和非燃材料，应采取防火、防潮、防磁、防静电措施。计算机机房内所使用的纸，磁带和胶卷等易燃物品。要放置于金属制的防火柜内。
7、火灾报警及消防设施
中心站内应设置卤代烷1211或1301灭火器。禁止使用水，干粉或泡沫等易产生二次破坏的灭火剂。
8、其他防护和安全管理
(1)、防静电
计算机机房的安全接地应符合GB2887中的规定。(注：接地是防静电采取的最基本措施)；在易产生静电的地方，可采用静电消除剂和静电消除器。
(2)、防雷击
计算机机房应符合GBl57《建筑防雷设计规范》中的防雷措施。在雷电频繁区域，应装设浪涌电压吸收装置。
(3)、防鼠害
在易受鼠害的场所，机房内的电缆和电线上应涂敷驱鼠药剂。计算机机房内应设置捕鼠或驱鼠装置
五、井下分站场地技术安全要求
1、井下分站所在巷道应适当扩大巷道断面，并采用加强支护。
2、井下分站支护采用不燃材料支护。
3、分站应在新鲜风流中。
4、分站应设置在直线巷道内，不得布置在运输巷拐弯处。
5、分站应选择在顶板稳定、无淋水的干燥巷道内。
6、设置分站的巷道壁面应抹光平整，刷白。
7、分站的电缆应在巷道壁面上固定整齐。
8、分站仪放置距低面应大于30cm。
9、分站须安设防盗照明灯。
第六节 安全监测监控系统管理制度
1．在监控制系统中心站必须24小时有人值班，值班人员随时通过大屏幕显示器监控各分站传感器的运行情况，发现异常情况，及时汇报给矿负责人安排处理。
2．值班人员在值班过程中，严禁做与本职工作无关的工作，严禁睡岗、脱岗，更不得出现空班现象。
3．监测监控系统调试完毕后，矿上应派出专人参加厂家组织的监控培训班，学习监控系统的运行原理、流程和日常维护，学习监控系统的基本管理知识；监控系统必须由专职维护工进行日常维护和检修。
4．在井下作业时，必须爱护监控设备和设施，不得破坏监控设施。
5．掘进工作面放炮前，必须对工作面瓦斯传感器等进行保护，防止因放炮冲击波损坏瓦斯传感器等设施。
6．教育职工爱护监测监控设施及装备，非专职维修人员不得擅自拆、修监控设备。
7．每月定期将传感器送到厂家在当地设立的维修站进行校正。在运行运行过程中如发现传感感器异常，必须及时将传感器送到厂家在当地设立的维修站进行校正、维修。
8．监控系统值班人员必须将每天的监控报表打印出来，矿负责人必须每天对监控报表进行审阅，发现问题及时安排处理，审阅后的报表必须及时存档，以备查阅。
9．监测监控系统值班人员必须熟悉该系统的原理和流程。
10．监测监控系统必须定期维修、保养，监控室必须保证清洁卫生，确保监控设备一尘不染，值班人员必须爱护监控设备。监控室不得堆放杂物。
11．安装断电控制系统时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线。安全监控设备的供电电源必须取自被控制开关的电源侧，严禁接在被开关的负荷侧。
拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线，检修与安全监控设备关联的电气设备，需要安全监控设备停止运行时，须报告调度室，并制定安全措施后方可进行。
12．.安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次，甲烷传感器采用载体催化元件的甲烷检测设备，每7天必须使用标准气样和空气样调校1次。每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。
安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。
13．必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者数据误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施必须在8小时内对2种设备调校完毕。
14．矿井安全监控中心站必须实时监控全部采掘工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断状态。矿井安全监控系统的监测日报表必须报矿长和技术负责人阅。
第九章 矿井安全检测及其它装备、矿山救护队
第一节 矿井安全检测及其它装备
一、矿井通风检测仪表
矿井应有足够数量的风表、干湿温度计、空盆气压计、U型倾斜压差计、皮托管等通风监测仪器仪表，其数量、型号见表9-1-1。
表9-1-1 通风检测仪器仪表
二、矿井瓦斯及其它气体检测仪表
矿井必须配备足够数量的光学瓦斯检定器和适量的高浓度瓦斯检定器、便携式瓦斯检测报警仪、瓦斯、氧气检测仪和一氧化碳检定器等。见表9-1-2。
表9-1-2 矿井瓦斯及其它检测仪表
第二节 矿山救护队
矿山救护队是处理矿井水、瓦斯、火、顶板等灾害的专业队伍，根据《煤矿安全规程》(2006版)：第四百九十三条规定：所有煤矿必须有矿山救护队为其服务，矿山救护队至服务矿井的距离以行车时间不超过30min为限。赫章县煤炭工业局设有救护中队，救护中队至平山煤矿的距离为30km，不能满足《煤矿安全规程》规定，平山煤矿可与赫章县救护中队签定救护协议，随时保持通讯畅通，使其在本矿发生灾难时及时实施救护，另外还必须设立辅助矿山救护小队，编制为10人，并制定事故应急救援预案。辅助矿山救护小队的装备见表9－2－1。
新招收的辅助救护队员必须经过45天的救护知识基础培训，经考试合格后，才能成为正式辅助救护队员，且每年必须接受2周的培训和知识更新教育。
救护队员不应超过40岁，其中35岁以下队员应保持在2/3以上。指战员每年应进行1次身体检查。对身体不合格或超龄人员应及时调整。
新招收的矿山救护队员，应具有初中以上文化程度，年龄在25周岁以下，从事井下工作1年以上。
必须坚持“加强战备，严格训练，主动预防，积极抢救。”的原则，不断提高整体作战能力，使事故造成的人员伤亡和财产损失降到最低限度，为安全生产做出积极贡献。
表9-2-1 辅助矿山救护队最低限度技术装备表 
第三节 矿山保健设施
一、井口保健站
本矿井在工业场地设置保健站，职工及家属就医可依托就近乡镇医院。
矿井设有工人浴室，并在更衣室及浴室设置太阳灯照射设备。
为了保护矿山环境和工人健康，设计对废水、废气、噪声、矸石等污染均采取了相应的治理措施。
职业病防治需进一步与就近的赫章县医院签定矿井职工保健急救协议。
二、井下急救站
本矿为9万t/年的矿井，不设井下急救站，但井口保健站内须设电话、急救药品、止血设备、骨折固定用具、担架和盖毯等保暖物品。另外，还应有简易病床、桌椅和其它卫生设备。
三、矿井废水、废气、矸石、噪声等治理措施
1）工业场地绿化
工业场地是产生粉尘、噪声和有害气体的主要地段。绿色植物能够制造氧气、吸收一氧化碳和有害物质，同时还具有降尘、滞尘、衰减噪声、监测环境、改善小气候和美化环境等功能。因此，应重视对工业场地的绿化，以种植具有抗毒性和防护性树木为主。在通风机房、泵房及坑木加工房等高噪声源附近种植长绿灌木，高矮搭配，形成一定宽度的吸声林带。
在井口办公楼门前及周围人流集中的地方，以美化、绿化与防风相结合，采用花坛绿化形式，种植女贞、梧桐等乔木，道路两旁种植行道树。在锅炉房、贮煤场及矿灯房等散发粉尘和有害气体的建筑物附近，种植滞尘性、抗毒性强的树种。
2）生产、生活废水处理
矿井建成后，工业场地生产、生活污、废水主要有粪便污水、食堂污水、矿灯房及浴室废水，其中主要污染物是悬浮物和有机物。污废水中灯房废水采用中和处理，食堂污水采用隔油池处理后与其余污废水一起采用XFZ-Ⅰ-5型生活污水生物处理综合装置处理。
图9－3－1井下水处理工艺流程图
以上污废水经处理后，均能达到《污水综合排放标准》（GB8978－1996）一级标准要求。经处理达标后的污废水经场地排水沟排入附近冲沟。
3）固体废弃物治理
主要固体废物为煤矸石，包括矿井采掘矸石和筛选矸石。矿井预计矸石产生量为0.9万t/a，此外，还有少量锅炉炉渣和生活垃圾产生。
矸石山设在井口附近的荒沟内，距井口约35m，矸石初期用于平整场地，后期运至排矸场堆放，待风化后进行复土造林。为防止矸石堆放对环境造成污染，矸石堆场设有排水沟和防洪挡墙。
生活垃圾定点填埋处理，少量医务室垃圾采用专门的容器收集后外运至赫章县其它医疗机构的医疗垃圾一同集中处理。
4) 消烟、除尘和消音措施
锅炉燃煤烟尘经工业锅炉脱硫除尘器湿法除尘后经烟囱排入大气，其冲灰水经处理后循环使用不外排，露天贮煤场设置在井口附近，由于雨量充沛，平均相对湿度较大，因此，贮煤场扬尘在一般情况下对周围环境影响不大，设计考虑在贮煤场周围种植对粉尘具有较高吸附能力的树种和草皮净化空气以减少贮煤场对周围环境的污染。在干燥少雨季节需洒水防尘。在该矿建成后，主要的高噪声源有：通风机、坑木加工房、锅炉房、井下采掘设备等，设计选用高效低噪设备，对于井下采掘设备、坑木加工房等不易消声、隔声的场所，采取工作人员佩带耳塞等个体防护措施，保证人体健康。
第十章 劳动定员和概算
安全生产是煤炭建设的命脉，建立、健全矿井安全保证体系，完善安全岗位责任制，是矿井建设的重要环节。根据国家煤矿安全监察局煤安监监一字[2002]65号文“关于印发《煤矿（井工、露天）初步设计安全专篇编制内容》的通知规定，来编制安全专篇劳动定员和概算。
第一节 安全劳动定员
一、按岗位编制劳动定员
矿井安全劳动定员主要包括安全管理、安全检查、安全监测、安全救护等专职人员，按岗位该矿井共需要安全劳动定员48人。生产中可根据实际的安全人员需求作相应的调整。本煤矿安全专用工程设施劳动定员包括：
1、通风、气体、粉尘检测人员；
2、防尘、防爆、隔爆工程设施操作、维修专职从员；
3、矿井安全装备和仪器仪表专职保管、维护、收发人员；
4、矿井安全监测监控系巡视、维护专职人员；
5、井上下消防材料库材料、器材发放、保管专职人员；
6、瓦检员；
7、井下防灭火工程专职人员；
8、地面急救站专职医护人员；
9、安全员。
二、安全培训
㈠ 培训人员及数量
按照有关法律、法规、标准的规定要求，对单位各类人员进行安全教育培训。单位主要负责人、安全管理人员、特种作业人员持证上岗；其他从业人员按规定培训合格后上岗。
平山煤矿安全技术培训人员为155人。
㈡ 安全生产教育培训的要求：
生产经营单位的安全教育工作是贯彻经营单位方针、目标，实现安全生产、文明生产、提高员工安全生产意识和安全素质、防止产生不安全行为、减少人为失误的重要途径。安全生产教育制度作为加强安全生产管理，进行事故预防的重要而且有效的手段，其重要性首先在于提高经营单位管理者及员工做好安全生产管理的责任感和自觉性，帮助其正确认识和学习职业安全健康法律法规、基本知识。其次是能够普及和提高员工的安全技术知识，增强安全操作技能，从而保护自己和他人的安全与健康。
《安全生产法》对安全生产教育培训作出如下规定：
⒈生产经营单位的主要负责人和安全生产管理人员必须具备与本单位所从事的生产经营活动相应的安全生产知识和管理能力。应该由有关主管部门对其安全生产知识和管理能力考试合格后方可任职。
⒉生产经营单位应当对从业人员进行安全生产教育和培训，保证从业人员具备必需的安全知识，熟悉有关的安全生产规章制度和安全操作规程，掌握本岗位的安全操作技能。未经安全生产教育和培训合格的从业人员，不得上岗作业。
⒊生产经营单位采用新工艺、新技术、新材料或者使用新设备，必须了解、掌握其安全技术特征，采取有效的安全防护措施，并对从业人员进行专门的安全教育和培训。
⒋生产经营单位的特种作业人员必须按照国家有关规定经专门的安全作业培训，取得特种作业操作资格证书，方可上岗作业。
⒌生产经营单位应当教育和督促从业人员严格执行本单位的安全生产规章制度和安全操作规程；并向从业人员如实告知作业场所和工作岗位存在的危险因素、防范措施以及事故应急措施。
⒍从业人员应该接受安全生产教育和培训，掌握本职工作所需的安全生产知识，提高安全生产技能，增强事故预防和应急处理能力。
㈢ 安全生产教育培训的对象和内容
⒈生产经营单位主要负责人的安全生产教育培训
⑴ 基本要求
① 生产经营单位的主要负责人必须进行安全资格培训，经安全生产监督管理部门或法律法规规定的有关主管部门考核合格后并取得安全资格证书后方可任职；
② 生产经营单位的主负责人每年应进行安全生产再培训。
⑵ 培训的主要内容
① 国家有关安全生产的方针、政策、法律和法规及有关行业的规章、规程、规范和标准；
② 安全生产管理的基本知识、方法与安全生产技术，有关行业安全生产管理专业知识；
③ 重大事故防范、应急求援措施及调查处理方法，重大危险源管理与应急求援预案编制原则；
④ 国内外先进的安全生产管理经验；
⑤ 典型事故案例分析。
⑶ 对培训时间的要求
生产经营单位的主要负责人安全资格培训时间不得少于72学时，每年再培训时间不得少于24学时。
⒉对安全生产管理人员的培训要求
⑴ 基本要求
① 生产经营单位的安全生产管理人员必须进行安全资格培训，经安全生产监督管理部门或法律法规规定的有关主管部门考核合格后并取得安全资格证书后方可任职；
② 生产单位的安全生产管理人员每年应进行安全生产再培训。
⑵培训的主内容
① 国家有关安全生产的方针、政策、法律和法规及有关行业的规章、规程、规范和标准；
② 安全生产管理知识、安全生产技术、劳动卫生知识和安全文化知识，有关行业安全生产管理专业知识；
③ 工伤保险的政策、法律、法规；
④ 伤亡事故 和职业病统计、报告及调查处理方法；
⑤ 事故现场勘验技术，以及应急处理措施；
⑥ 重大危险源管理与应急求援预案编制；
⑦ 国内外先进的安全生产管理经验；
⑧ 典型事故案例分析。
⑶ 对培训时间的要求
生产经营单位的安全生产管理人员安全资格培训时间不得少于90学时，每年再培训时间不得少于24学识。
⑷ 再培训的主要内容
再培训的主要内容是新知识、新技术和新本领，包括：
① 有关安全生产的法律、法规、规程、标准和政策；
② 安全生产的新技术、新知识；
③ 安全生产管理经验；
④ 典型事故案例。
⒊对生产经营单位其他从业人员安全生产的教育培训
⑴ 生产经营单位其他从业人员
生产经营单位其他从业人员是指除主要负责人和安全生产管理人员以外，该单位从事生产经营活动的所有人员，包括其他负责人、管理人员、技术人员和各岗位的工人，以及临时聘用的人员。
⑵ 新从业人员
矿上对新从业人员，应进行矿、区队、班组三级安全生产培训。
① 矿级安全生产教育培训内容主要是：安全生产基本知识；本单位安全生产规章制度；劳动纪律；作业场所和工作岗位存在的危险因素、防范措施及事故应急措施；有关事故案例等。
② 区队级安全生产教育培训内容主要是：本区队安全生产状况和规章制度；作业场所和工作岗位存在的危险因素、防范措施及时事故应急措施；事故案例。
③ 班队级安全生产教育培训内容主要是：岗位安全操作规程：生产设备、安全装备、劳动防护用品(用具)的正确使用方法；事故案例等。
④ 新工人的培训时间不得少于72学时，经考核具备入井实习资格后，在老工人的带领下实习2个月，然后再进行相应工种的岗位安全培训考核，经考核合格，具备安全工作资格，方可独立上岗作业。
⑶ 调整工作岗位或离职离岗一年以上重新上岗的从业人员
从业人员调整工作岗位或离职一年以上重新上岗时，应进行相应的区队级安全生产教育培训。
单位实施新工艺、新技术或使用新设备、新材料时应对从业人员进行有针对性的安全生产教育培训。
⑷ 单位要确立终身教育的观念和全员培训的目标
对单位从业人员应该进行经常性的安全生产教育培训，其内容主要是：安全生产新知识、新技术、安全生产法律法规；作业场所和工作岗位存在的危险因素、防范措施及事故应急措施；事故案例等。
⒋特种作业人员的安全生产教育
特种作业人员上岗作业前，必须进行专门的安全技术和操作技能的培训教育，增强其安全生产意识，并获得证书后方可上岗，特种作业人员培训推行全国统一培训大纲、统一考核教材、统一证件的制度。特种作业人员技术考核包括安全技术理论考试与实际操作技能考核两部分，以实际操作技能考核为主，离开特种作业岗位达六个月以上的特种作业人员，应当重新进行实际操作考核，经确认合格后方可上岗作业。取得《特种作业人员操作证》者，每2年进行1次复审。连续从事本工种10年以上的，经用人单位进行知识更新教育后，每4年复审1次。复审的内容包括：健康检查、违单记录、安全新知识和事故案例教育、本工种安全知识考试。未按期复审不合格者，其操作证自行失效。
三、安全生产教育培训形式和方法
安全教育培训方法和一般教学方法一样，多种多样，各有特色。在应用中要针对培训内容和培训对象，灵活选择。安全教育可采用讲授法。实际演练法、案例研讨法、读书指导法、宣传娱乐法等。
经常性安全培训教育的形式有：每天的班前后会上说明安全注意事项；安全活动日；安全生产会议；各类安全生产业务培训班；事故现场会；张贴安全生产招贴画、宣传标语及标志；安全文化知识竞赛等。
培训计划
结合矿井实际生产情况，由各级行政领导负责安全技术培训工作。首先，主管安全工作的矿长组织安全监察、劳资、干部、教育等有关部门编制详细的安全培训规划和年度培训计划。安全监察部门必须监督安全技术培训计划的实施。
批准的安全技术培训计划，应同企业的其它计划一样，必须保证完成。
四、劳动定员表
安全劳动定员详见表10-1-1
