山西省***公司**煤矿扩建(整合)初步设计安全专篇

前 言

**煤矿隶属山西省***公司。井田位于山西省河曲县境内，系河曲、保德煤田待开发的矿井之一，矿井设计生产能力2.4Mt/a。矿井工业场地距河曲县城南约30km处之黄河东岸，西与陕西省府谷县隔河相望。
2005年1月由***设计研究院完成了《山西省**煤矿可行性研究报告》，山西省煤炭工业局2005年11月组织专家组进行了审查，并以晋煤规发（2005）919号文予以批准。随后，***设计研究院完成了矿井初步设计以及初步设计的修改，山西省煤炭工业局组织专家审查后并以晋煤办基发（2006）610号对矿井初步设计进行了批复。根据国家煤矿安全监察局文件煤安监监一字［2002］65号文件“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”精神，受山西省***公司的委托，2006年9月我院承担编制了《山西省***公司**煤矿初步设计安全专篇》的任务。2007年6月28日山西煤矿安全监察局组织有关专家对上述《安全专篇》进行了认真审查，我院根据专家意见，编制了本《山西省***公司**煤矿扩建（整合）初步设计安全专篇（修改版）》。
一、编制设计的主要依据
1、设计委托书。
2、国家煤矿安全监察局煤安监监一字（2002）65号“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”。
3、国家安全生产监督管理局及国家煤矿安全监察局2003年7月4日公布的《煤矿建设项目安全设施监察规定》。
4、山西地科勘察有限公司2006年4月编制的《山西省***公司**煤矿井田勘探(精查)地质报告》。
5、山西省河曲县煤管局为本次设计提供的火山、大石沟等煤矿采掘现状及有关其它资料。
6、国土资矿划字[2006]063号文件：国土资源部划定矿区范围批复。
7、***设计研究院2005年9月编制的《山西省***公司**煤矿初步设计》。
8、山西省煤炭工业局晋煤办基发（2006）610号“关于山西省***公司**煤矿及选煤厂初步设计的批复”。
9、***设计研究院2006年1月编制的《山西省***公司**煤矿初步设计修改》。
10、2007年6月1日山西省煤矿安监局组织的对**煤矿安全设施设计审查意见。
11、《中华人民共和国安全生产法》、《矿山安全法》、《煤矿安全监察条例》等有关法律、法规。
12、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》、《矿井防灭火规范》、《矿井通风安全装备标准》、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》、《煤矿救护规程》、《矿井水文地质规程》、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》、《矿山电力规范》等有关规程、规范及规定或细则。
二、设计指导思想
本设计的指导思想是在设计工作中坚持以经济效益为中心，以安全生产为根本，认真研究本矿初步设计中采、掘、机、运、通各系统及各环节所涉及的安全问题，分析可能存在的不安全因素，按照有关规程、规范及规定或细则的要求，编制出有效防治相应灾害的设计内容，把矿井整体的安全性放在首位，配套完善矿井各个系统的安全设施和装备，对矿井可能发生的灾害进行综合治理，把不安全的因素消除在萌芽状态，将矿井建成一个安全、高效、经济效益好的新型煤炭企业，为国民经济的可持续发展作出应有的贡献。
三、设计的主要特点及安全评价
（一）设计的主要特点
矿井设计生产能力为2.40Mt/a，矿井服务年限为125.5a，矿井开拓方式为主斜井—副平硐综合开拓方式。以四个井筒开发全井田。
1、充分利用了原火山矿工业场地、铁路装车站。将原有的主斜井井筒刷大改造后作为主斜井，改造利用了原火山矿的材料平硐作为副平硐，利用原平硐作为排水平硐，改造利用原大石沟矿的主斜井作为专用回风斜井。井下大巷基本位于井田中央地段，工程量最省，减少了矿井投资。
2、主斜井采用芳纶芯带式输送机提升方式，运量大、连续性强、自动化程度高；副平硐采用防爆无轨胶轮车运输方式，实现了从井口到井下回采工作面连续直达的先进提升运输系统。
3、井下主要大巷沿煤层布置，煤炭运输采用带式输送机连续化运输，大巷带式输送机与主斜井带式输送机共用为一条，减少了运输环节；辅助运输采用防爆无轨胶轮车，大巷基本布置于井田中部，大巷两侧直接布置回采工作面，开拓开采系统简单、工程量省。
4、推荐采用了利于提高煤质，利于安全生产、机械化程度高的一次采全高综采采煤法，适当加大了回采工作面长度和工作面连续推进长度；实现集约化生产，以“一井一面”保证矿井设计生产能力。
5、改造及新建的井巷工程基本上全部采用锚喷或锚杆、锚索联合支护方式，实现了支护锚喷化。
6、重点完善影响本矿安全生产的煤尘爆炸、自燃发火、井下水三大自然灾害防治措施的同时，健全了其它自然灾害的防治措施，为全矿井的安全生产打下了坚实基础。
7、地面布置紧凑合理、分区明确、线路简捷、占地面积小。
8、矿井扩建建设工期短、全员效率高、用人少、投资低。
(二)安全评价
1、矿井开采
矿井安全出口完善，各安全出口间的距离大于30m。井筒采用了混凝土砌碹或锚喷支护方式，大巷支护以锚网喷支护为主；采掘工作面机械化程度高，控制矿压显现措施得力；配备了矿压观测设备，对掌握矿压规律，采取行之有效的措施提供了保证。
2、矿井通风
矿井采用机械抽出式通风方式，中央分列式通风系统，设置了完善的通风构筑物，井下各用风地点的风量、风速均符合《煤矿安全规程》要求；矿井反风采用风机反转反风方式，系统安全可靠，抵御灾害能力较强。
矿井配备了足够的通风安全仪器仪表，为及时掌握调整通风参数提供了保证。
3、矿井瓦斯、煤尘爆炸的预防
矿井配备了安全、生产监测监控系统、完善的消防洒水系统和回采工作面防尘注水设备，建立一套完善的瓦斯、煤尘爆炸预防及隔爆系统。回风斜井井口设有防爆门，可防止灾害事故的扩大。
4、矿井防火、防水措施
井上、下设有消防材料库，并配备了足够的消防器材，能满足灾后救灾工作使用；井下巷道支护材料采用不燃性材料；矿井选用的带式输送机胶带及电缆等都具有阻燃性能；进风井井口均设有防火门或防火设施。井下设有消防洒水系统，能保证救灾工作正常进行。设计采用移动式注氮系统及束管监测防灭火措施，适合本矿实际情况。
井下设有完备和合理的防水煤柱并配备了探放水设备，可以有效防止突发水事故的发生，设计本矿开采8号煤初期井下涌水由主水泵房经副平硐排出地面，后期经排水大巷，排水平硐自流出井，至地面矿井水处理站。各排水井巷水沟断面、主水泵房排水设备能力满足排水要求，和井底水仓有效容量符合《煤矿安全规程》要求。又能保证在最大涌水时矿井的正常生产。
矿井的所有井口均位于最高洪水位之上；矿井工业场地内设有排洪沟等，能有效地防止地表水对矿井生产产生影响。
5、其他灾害的防治
针对本矿采掘机械化程度较高的情况，设计对各类设备及行走车辆，可能引发的事故制定了可靠的预防措施。要求各单项工程，各种设备都必须悬挂标志牌，各岗位工种都必须按照《煤矿安全规程》、《作业规程》、《操作规程》进行标准化作业和管理。井下设有急救站，伤员能得到及时的救助，该矿保健设施完善，事故救助条件可靠。
6、矿井救护
矿井救护工作主要依托于河保偏矿山救护队，并且矿井设有辅助救护队，能保证矿井发生灾害后及时得到救护。
总之，在该项目的设计过程中，严格按照《中华人民共和国煤炭安全法》规定的“安全第一，预防为主”的方针，遵照《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》等规程、规范的要求，对与矿井安全有关的部分，该配的设备、设施配备齐全，确保了矿井的安全生产。建设单位按照设计进行施工和安装，并遵守有关规程、规定进行生产，一定能把本矿井建成一个安全有保障、经济效益好的企业。
四、待解决的主要问题
1、虽然本井田内8、9、10、11、12、13号煤层的西部部分区域位于奥灰水位以下，但此区域的突水系数小于临界突水系数，正常情况下开采不会发生突水事故，但如果有隐伏断裂构造，有可能发生突水危险，应在开采前进一步查明本井田西部开采区域隐伏断裂构造情况。
2、鉴于本井田内、周边小窑及老窑调查不够全面，应进一步查明小窑采空范围及老窑范围、采空区积水范围、水量，防止事故发生。

第一章 井田概况及安全条件

第一节 井田概况

一、地理概况
1、交通位置
**矿区位于河曲县城南30km处之黄河东岸，西与陕西省府谷县隔河相望。行政区划隶属河曲县巡镇镇、旧县乡、**乡管辖，其地理座标为东经111°12′59″～111°14′01″，北纬39°09′55″～39°13′09″。
区内交通方便，由宁武县阳方口经五寨县三岔、韩家楼至河曲县城的柏油公路及自阴塔至火山矿的铁路专用线绕井田西部、南部通过，距北同蒲铁路阳方口车站140km，距公路交通枢纽三岔镇70km，距宁武～岢岚铁路支线的五寨车站约90km。
矿区交通位置详见图1-1-1。
2、地形地貌
井田地处山西黄土高原西北部，西临黄河，地形变化总的趋势东高西低，最高海拔位于东部郭家焉村南，标高1112.2m，最低海拔位于西部黄河阶地，标高832.9m，最大相对高差279.3m，一般相对高差在100m左右，属中～低山区。地面多系黄土覆盖，但植被不发育。
3、水系
矿区周边主要河流有黄河、县川河。
（1）黄河
基本沿矿区西界由北向南流过，据河曲县水文站资料，黄河历年最高水位＋851.00m，最低水位＋844.38m，建站以来，最小流量为50m3/s，最大流量为8000m3/s，河床坡降为万分之七。
（2）县川河
基本沿矿区南部由东向西流过，县川河河长109km，平均宽14.18m，流域面积1610km2，最大洪水位标高889.7m(1976年)，季节性河流。该河在黄河入口处标高为＋840m，是当地侵蚀基准面。
区内水系常年干枯，只有洪水季节，山洪自东向西流入黄河。
4、气象及地震情况
（1）本区属大陆性半干旱型气候，气温变化大，降雨量小，据河曲县气象局提供的近十年（1990～2000年）的气象资料，年最高气温38℃，年最低气温-25℃，年平均气温8.8℃。年最大降雨量715.3mm，年最小降雨量211.4mm，多年平均降雨量447.5mm，降雨较少，且多集中在7～9月份。3～4月间多风，风向多为西北，风力一般为3～5级，最大达7级。封冻期一般由11月份至来年3月份，冻结深度常在1m左右，历年最大冻结深度1.45m。
（2）地震
根据 (GB/50011-2001《建筑抗震设计规范》井田内地震烈度为Ⅵ度。
二、主要自然灾害
本区自然条件比较温和，基本无其他较严重的自然灾害。
三、周边矿井及小窑
河曲矿区内正建的一对特大型矿井为上榆泉矿井，其矿井的设计生产能力为3.0Mt/a，系由山西鲁能河曲电煤开发有限责任公司开发建设，紧邻本矿北侧，拟建的另一对特大型矿井为上榆泉矿井北部的黄柏矿井。
河东煤田河曲矿区自古就有小窑开采，近年来，河曲县共有57座小煤矿在不同地段进行着不同程度的开采，年煤炭总产量一直维持在百万吨左右；拟整合的**井田地处河曲矿区的南部是其中的一部分，井田内共有河曲县火山煤矿、石梯子煤矿、大石沟煤矿、双口煤矿、南正沟煤矿、杨家沟煤矿、纸房沟煤矿七座煤矿和刘家沟煤矿、巨宝沟煤矿两个已经关闭的煤矿，开采年限不等，规模不一。
地质报告中对以上煤矿与老、小窑的基本情况做了调查，对周边其他矿井也做了了解。整合矿井一览表见表1-1-1。井田内及周边矿井分布图，见图1-1-2。现介绍以下几个小煤矿的基本情况。
（一）井田内及周边煤矿
1、石梯子煤矿
位于**井田的西北部，属镇办煤矿，采矿许可证证号1400009942672。批准开采8、9、11号煤层，井田面积2.0833km2，原地质储量3453.23万t。现开采8号煤层，石梯子煤矿设计生产能力30万t/a，实际核定的生产能力为9万t/a，该矿采用斜井开拓，主斜井倾角为9°，回风斜井倾角为22°；主斜井斜长460.0m，净断面7.4m2，采用串车提升；回风斜井斜长120.0m，净断面4.8m2；井下大巷运输均采用人力运输。地面设有简易筛分系统。
矿井开采的范围仅为井底车场附近的很小范围，原井田内大部分范围未进行开采，现已关闭。
2、火山煤矿
位于**井田的西部，属河曲县营煤矿，采矿许可证证号1400009922714。批准开采8、9、11、12、13、14号煤层，井田面积3.1075km2，开采8、9号两层煤层，该矿1953年开工建设，1955年建成投产，1991年进行技术改造扩建，设计生产能力一期21万t/a，主要环节按60万t/a考虑，2001年核定实际生产能力15万t/a，矿井现已停产。
矿井有三个井筒，即主平硐、主斜井及回风斜井，采用平硐，斜井混合开拓。主平硐倾角2～5°左右，长660m，净断面9.6m2，采用防爆三轮车运输；主斜井倾角18°，净断面9.6m2，长160m，采用双钩串车提升；回风斜井倾角30°，斜长150.0m，净断面8.03m2。井下8、9号煤层联合布置开采，大巷水平运输标高+850m 水平，沿9号煤层布置。大巷运输采用电机车运输方式，工作面采用人工打眼放炮落煤，房柱式采煤方法采煤，工作面及顺槽运输采用人力平车运输；井下涌水量较小；基本无水。
矿井主扇选用4－72－NO16B型88km离心式风机担负全矿井负压通风共两台，一台运转，一台备用，瓦斯相对涌出量3～5m3/t，为低瓦斯矿井。
该矿在两个出煤井的地面煤场均设有简易筛选系统。进行原煤筛选，原煤经简单筛分处理后转载至煤台上火车外运。
3、大石沟煤矿
位于**井田的中部，属乡办联营煤矿，采矿许可证号1400009922746，批准开采8号煤层，井田面积0.6045km2。
大石沟煤矿设计生产能力9万t/a，实际核定生产能力6万t/a，开采8号煤层，采用斜井开拓，主斜井倾角4°，净断面6.8m2,斜长350m；回风斜井倾角4°，净断面3.7m2，斜长210m。大巷基本沿8号煤层走向或倾向布置，开采水平基本为+970m。
井筒、大巷主采工作面运输均采用防爆三轮车运输；工作面采用人工打眼炮落煤房柱式采煤方法采煤。矿井为低瓦斯矿井；井下涌水量较小。
地面设有简易的筛选系统。
矿井开采的范围不大，井下大部分范围尚未进行开采。
4、双口煤矿
位于**井田的北东部，属村办煤矿，采矿许可证证号1400009922677。批准开采8、9、10号煤层，井田面积0.9119km2，现开采8号煤层。
双口煤矿设计生产能力9万t/a，现实际核定的生产能力为5～6万t/a。采用斜井开拓方式。主斜井、回风斜井在8号煤层露头处基本沿8号煤层倾斜方向掘进，井筒坡度4～6°，主斜井长160m，净断面7.4m2；回风斜井长120m，净断面4.8m2。井下运输大巷水平标高945m。主井、大巷及工作面运输采用防爆三轮车和人力畜力平车想结合的运输方式，工作面采用人工打眼放炮落煤房柱式采煤方法采煤。
矿井为低瓦斯矿井，井下涌水量为60m3/d。
本矿井原井田范围内将近三分之一的范围为采空区或古空破坏区。
5、南正沟联营煤矿
位于**井田的西南角，采矿许可证证号1400000331108，批准开采8、9、10号煤层，关闭前采8号煤层，井田面积1.4643km2，南正沟煤矿设计生产能力9万t/a，采用壁式开采，矿井涌水量很小。
6、杨家沟煤矿
位于**井田的南部，采矿许可证证号1400000331116，批准开采13号煤层，现采13号煤层，井田面积1.6399km2，设计生产能力21万t/a，实际生产能力为9万t/a，采用壁式开采，矿井涌水量60m3/d。
7、纸房沟煤矿
位于**矿井的东南角，采矿许可证证号1400000331117，批准开采8、9、10、11、12、13、14号煤层，关闭前采13号煤层，井田面积1.9251km2，设计生产能力30万t/a，实际生产能力为15万t/a，采用壁式开采，矿井涌水量很小。
8、刘家沟煤矿
位于**井田东部边缘，开采9号煤层，生产能力为3万t/a，采用房柱式开采，矿井涌水量较小。
9、巨宝沟煤矿
位于**井田东部边缘，原开采8号煤层，生产能力为3万t/a，采用房柱式开采，矿井涌水量较小。
以上资源整合煤矿除大石沟主斜井及火山煤矿三个井筒利用外，其余井筒，已于2006年5月份由河曲县人民政府组织按照矿井关闭要求全部封闭完毕。
（二）周边小窑
本井田周边还有火山村煤矿、大桥沟煤矿、麻地沟煤矿、前麻地沟等煤矿。
地质报告对火山煤矿、石梯子煤矿、大石沟联营煤矿、纸房沟煤矿的主要巷道进行了测量验证，其他矿井、小窑等资料均为收集调查资料，对采空、古空范围及其积水、积气情况进行了估算，今后工作中应加强调查，预防采空、古空范围的积水、积气。
四、矿区水源、电源及通信情况
1、水源条件
矿区内奥陶系灰岩地表水比较丰富，可作为供水水源。黄河沿岸可开采成为较好的供水水源。另外井下排水处理后也可作为矿井生产、消防补充水源，故矿井水源有保障。
2、电源条件
在矿井工业场地建35kV 变电所，两个供电电源；两回电源线路。当任一回路故障停电时，另一回路应能担负矿井全部负荷。
位于矿井工业场地北13km处，巡镇110kV变电站。其110kV电源有两回；一回引自保德220kV变电站，另一回引自偏关110kV变电站。巡镇110kV变电站内设两台主变压器，一台31500kVA，另一台50000kVA。
从巡镇110kV变电站35kV不同母线段各引一回电源线路，作为**煤矿两回电源。35kV线路导线：LGJ—185。
3、通信
矿井设行政、调度合一的DN-S型，512门型矿用程控通信交换机，设置在矿办公楼内。矿井通信交换机与河曲县巡镇镇通信分公司汇接。中继线采用8路光缆，线路长2km。
第二节 安全条件
一、地质特征
(一) 地层
**井田地层自老而新依次为奥陶系中统上马家沟组、石炭系中统本溪组、石炭系上统太原组、二叠系下统山西组、二叠系下统石盒子组、二叠系上统上石盒子组、第三系上新统保德组、马兰组及第四系上更新统。区内第三系、第四系广泛覆盖，仅在大的沟谷底部及两侧出露石炭系太原组、二叠系山西组、下石盒子组和上石盒子组地层。
1、奥陶系中统上马家沟组（O2s）：该组地层仅在井田外南部河塔村以东、沿县川河见有出露。主要岩性为白云质灰岩、泥质灰岩、灰岩组成，顶部常见少量淡绿色钙质泥岩。一般钻孔揭露厚度15m，ZKL1105孔揭露厚度75.09m，ZKL1113孔揭露厚度42.53m。
2、石炭系中统本溪组（C2b）：该组地层仅在井田外南部、南东部的沟谷中出露。底部为紫红色含铁泥岩，偶见黄铁矿及赤铁矿矿石；中下部为铝土岩、含铝土泥岩、部分浅灰色粉砂岩、粉砂质泥岩，为该区铝土矿的主要产出层位；中下部为灰黑色具水平层理的粉砂岩、粉砂质泥岩、炭质泥岩，偶见中～粗粒石英砂岩，局部夹煤线。上部为浅灰色1～2层薄层状函生物状碎霄灰岩，相当于太原西山的半沟灰岩，即本区L1标志层。灰岩上部常见波状层理，层系或单层间常夹有黑色炭质泥岩。灰岩中间偶夹18号不可采煤层。
本溪组地层厚度7.57～33.49m，平均17.73m，与下伏地层呈平行不整合接触。
3、石炭系上统太原组（C3t）：该组地层主要在井田南东部杨家沟一带沟谷中出露，为本区可采煤层的主要赋存层位，自下而上分为三段。
(1)太原组一段（C3t1）：底部为灰白色粗粒石英砂岩、粗粒长石石英砂岩，相当于太原西山的晋祠砂岩，即本层S1标志层，局部为中～细粒长石石英砂岩，偶见含高岭石中粒砂岩；砂岩上部常见槽状交错层理；中下部为泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩，偶见不稳定薄煤层或煤线（17号煤层），局部见叠锥状灰岩透镜体，含海相动物化石；中上部有一层，局部见两层灰白色中～细粒石英砂岩，砂岩成分及结构成熟度较高，见鱼骨状交错层理照，砂岩底部泥岩中含大量黄铁矿结核，砂岩之上常有粘土岩、铝土质泥岩、炭质泥岩夹薄煤层（15号煤层）或煤线；顶部为深灰色生物碎屑灰岩，相当于保德的扒楼沟灰岩，即本区的L2标志层，由于地壳振荡，扒楼沟灰岩局部有分叉现象，灰岩中含大量腕足类、腹足类等海相动物化石、灰岩上、下常有薄层状泥质灰岩或钙质泥岩，偶见生物扰动构造。
本段地层厚度为20.00～26.92m，平均厚度23.38m。
(2)太原组二段（C3t2）：本段地层主要为巨厚煤层或煤组，即12、13、14号煤层组合。底部为黑色泥岩、炭质泥岩及煤层（14号煤层）；中下部为巨厚煤层（13号煤层），夹0～15层黑色泥岩、炭质泥岩或粘土岩夹矸。煤层顶部一般为中～细粒砂岩，偶见粗粒砂岩透镜体，煤层顶部砂岩相当于保德桥头砂岩，上部为黑色泥岩、炭质泥岩、粉砂质泥岩、12号煤层及油页岩，顶部为灰黑色钙质泥岩夹2～4层姜黄色泥灰岩或白云质灰岩透镜体，即本区L3标志层。灰岩透镜体厚度一般10～30cm，长一般40～100cm，具明显叠锥状权造，含大量腕足，瓣腮类等海相动物化石。
本段地层中所含12、13、14号煤层，在井田南东部常被剥蚀变薄及其尖灭，地层厚度一般为7.20～38.20m，平均29.42m。
(3)太原组三段（C3t3）：本段地层由粉砂岩、砂砾岩、泥岩及煤层组成。底部为灰黑色泥岩、砂质泥岩；中下部发育11号煤层及黑色含油页岩；中部发育灰黑色泥岩、粉砂岩、细砂岩互层，中夹10号煤层、煤线，局部细砂岩在煤层顶部相变为薄层砂砾岩层；顶部发育9号煤层及黑灰色泥岩。
本段地层中所含9、10、11号煤层，在井田南东部被剥蚀。地层厚度一般为0～48.6m，平均厚25.45m。
太原组地层厚度一般为65.24～113.72m，平均厚78.25m。与下伏地层呈整合接触。
4、二叠系下统山西组（P1s）：该组地层在井田东部**沟、南东部杨家沟及黄河东岸边坡上均有出露，受剥蚀破坏，南东部缺失。底部为灰白色粗粒长石石英砂岩，含砾粗粒长石石英砂岩，相当于太原西山的北岔沟砂岩，即本区S2标志层。砂岩厚度沿走向变化较大，常有分岔尖灭现象，砂岩下部及底部常含大量煤屑，与下伏地层呈明显冲刷接触。砂岩中多见大型板状交错层理；中部含5、6、7、8号煤层，其中8号煤层为厚层稳定煤层，煤层中往往夹一层含水铝石高岭质粘土岩夹层，煤层之下为深灰色泥岩、含砂高岭质粘土岩、粉砂岩，粉砂岩中局部见直立芦木树干化石；上部为中～细粒长石石英砂岩、粉砂岩、深灰色泥岩夹1～2层煤线，粉砂岩中常含大量直立芦木树干化石，直径多在10～20cm。
山西组地层厚度为29.22～44.83m，平均厚27.48m。与下伏地层呈整合接触。
5、二叠系下统下石盒子组（P1x）：本组地层在井田西部沟谷中大面积出露，在南东部沟谷中零星出露，因南东部剥蚀严重而缺失。底部为灰白色粗粒长石石英砂岩、含砾粗粒长石石英砂岩，相当于太原西山的骆驼勃子砂岩，即本区S3标志层。砂岩与下伏山西组地层呈冲刷接触，局部地段冲刷作用强烈，在猫儿沟煤矿及ZK1305孔等处，S3砂岩直接与山西组中部8号煤层接触；下部为深灰色泥岩、粉砂岩、高岭质粘土岩夹薄煤层及煤线，含植物化石；上部以灰绿色粉砂岩为主，夹灰白色中～细粒长石石英砂岩、粉砂质泥岩、泥岩，泥岩中含植物化石，并偶夹煤线。
区内下石盒子组地层赋存厚度为0～103.40m，平均75.06m，与下伏地层呈整合接触。
6、二叠系上统上石盒子组（P2s）：本组地层在井田北西部沟谷中有出露，井田南东部缺失。底部为厚层状黄绿色粗粒长石砂岩、长石石英砂岩，即本区S4标志层石梯子砂岩；中上部为黄绿色粗粒长石质砂岩、岩屑砂岩与紫红色粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩互层，含少量粘土岩。
区内上石盒子组地层赋存厚度为0～80m，平均33.74m，未见顶。与下伏地层呈整合接触
7、第三系上新统保德组（N2b）：本组地层在井田中南部、中东部均有出露，岩性为砾岩层，砾石主要为灰岩，少量硅质岩，磨园普遍较好，钙质胶结，厚度为0～32.0m，平均厚3m左右。角度不整合于下伏地层之上。
8、第三系上新统静乐组（N2j）：本组地层在井田中南部、中东部均有出露，以紫红色、红色亚砂粘土、亚粘土为主，地层厚度为0～63.0m，平均15.3m，角度不整合覆盖于下伏地层之上。
9、第四系上更新统马兰组（Q2+3）：本组地层大面积覆盖井田，岩性主要为浅黄色亚砂土、砂土，垂直节理发育，直立性好。地层厚度为0～84.0m，平均27.77m。角度不整合覆盖于下伏地层之上。
10、第四系全新统（Q4）：本组地层主要覆盖于井田北西部、南部沟谷底及黄河边缘，为现代残坡积和冲洪积物，主要为现代残坡积和冲洪积物，地层厚度为0～10.0m，平均1.0m。角度不整合于下伏地层之上。
(二) 地质构造
矿区位于山西地台西北部吕梁隆起北段之西翼，与鄂尔多斯盆地东部边缘的交接部位。区域总的构造线为北北东向，其中发育了一系列北西向的构造形迹。区域中南部构造发育，北部构造比较简单，未见大的褶曲及断裂构造。
井田内的地层产状平缓，总体为一向北西方向倾斜的单斜构造，其上发育少量不明显的次级宽缓褶曲，倾角2°～11°之间，一般5°～7°。井田构造属简单类。
井田内褶曲构造不太发育，仅在井田南西部发育三条波状起伏的、宽缓的背向斜构造，辛庄背斜轴自ZKL606-ZKL503-ZKL321-辛庄一带延伸，宽约1200～1500m，背斜南翼倾向西，北翼倾向北西，倾角2°～3°；小伍村向斜轴自ZKL906-ZKL919-ZKL905一线延伸，宽约1000m左右，南翼倾向北西，北翼倾向南西，倾角3°左右。此外在ZKL305、ZKL406一带存在一小型向斜构造，轴向和宽度均为400m左右，该向斜构造使该处地下水具承压性，如ZKL305孔自流涌水孔。
本井田经地表及众多钻孔揭露，未发现较大规模的断裂构造，也未发现有陷落柱，在第三系地层中发现岩浆岩。
三、煤层及煤质
（一）煤层
本区含煤地层属石炭、二叠系含煤地层，即包括石炭系本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组，其中以太原组和山西组为主要含煤地层。
井田内共发育（或局部发育）14层煤层：5、6、7、8、9、10、11、12、13、14、15、16、17、18、号煤层，各煤层平均累计为38.23m，其中8、9、10、11、12、13号六层煤层为本区稳定或较稳定可采煤层，5、6、7、14、15号五层煤层为本区局部或零星可采煤层，其余均为不可采煤层。现根据地质报告将井田内七层可采煤层分述如下：
7号煤层：位于山西组中上部，下距8号煤1～8m，煤层结构简单，含有1～2层夹矸。在井田中南部可采，为局部可采煤层，煤层厚0～3.44m，平均0.63m，可采区平均厚度为1.75m。为不稳定煤层。
8号煤层：俗称9尺煤及5尺煤，位于山西组地层中部或中上部。下距9号煤层4.07～16.48m。煤层厚度0.90～12.41m，平均4.73m，煤层结构较复杂，一般由3～7个分层组成，含2～6层夹矸。煤层中部比较稳定的一层夹矸岩性为浅灰色含水铝石高岭质粘土岩，厚度0.50～1.0m左右，为粘土矿层。在地层出露不全得地区，可作为确定8号煤的间接依据。煤层顶板一般为泥岩、粉砂岩或粉砂质泥岩。底板一般为粘土岩或泥岩，为粘土矿层。
8号煤层煤厚变异系数25％，煤层可采系数为100％，为稳定可采煤层。
9号煤层：俗称7尺煤，位于太原组地层上部至顶部。下距10号煤层1.84～7.64m，平均4.55m。煤层厚度0.85～6.70m，平均2.53m，煤层结构较简单，一般由1～3个分层组成，含0～2层夹矸。煤层顶板一般为粗粒砂岩或含砾粒砂岩，少数钻孔上面有炭质岩石或泥质岩石。底板一般为泥岩、粉砂岩或粘土岩，赋存较稳定。
9号煤层煤厚变异系数44％，煤层可采系数为100％，为稳定可采煤层。
10号煤层：位于太原组三段地层的中部，下距11号煤层2.25～20.86m，平均9.59m。距太原组二段地层顶部L3标志层9.17-27.32m。煤层厚度0.80～4.17m，平均1.93m。煤层结构较简单，一般为单层煤，个别钻孔煤层含一层夹矸。煤层顶板一般为黑色泥岩、粉砂岩。底板为黑色泥岩、粉砂质泥岩或粉砂岩。
10号煤层煤厚变异系数77％，煤层可采系数为68％，为较稳定可采煤层。
11号煤层：位于太原组二段地层的中下部，下距12号煤层7.66～12.03m。煤层厚度1.30～2.10m，平均1.77m，煤层结构简单，各钻孔所见煤层均为单层煤，尚未发现夹矸。煤层顶、底板均为黑色泥岩及部分粉砂岩。
11号煤层煤厚变异系数11％，煤层可采系数为100％，属稳定可采煤层。
12号煤层：位于太原组二段地层的上部，下距13号煤层1.35～5.47m，平均2.68m。煤层厚度0.95～2.23m，平均1.41m，煤层结构简单，各钻孔所见煤层均为单层煤，尚未发现夹矸。煤层顶、底板均为黑色泥岩及部分粉砂岩。
12号煤层煤厚变异系数18％，煤层可采系数为100％，属稳定可采煤层。
13号煤层：位于太原组二段中下部，煤层厚度5.40～19.50m，平均15.54m，煤层结构复杂，局部有分叉现象，一般含夹矸3～6层，夹矸厚度为0.05～1.15m，岩性为泥岩或炭质泥岩，煤层顶板一般为黑色夹钙质泥岩、浅灰色粉砂岩及高岭质粘土岩，底板均为灰黑色炭质泥岩、高岭质粘土层及含生物碎霄灰粉砂岩。
煤层特征详见表1-2-1。

(二) 煤质
1、物理性质
井田内各煤层物理性质相近,颜色为褐—黑色，条痕色为深棕色—棕黑色，若玻璃光泽，内生节理不发育—发育，一般每厘米1～2条，主要为条带状结构，次为均一状结构，层状结构明显，各煤层均以易燃、焰长、烟浓黑、粘结性差、不膨胀—微膨胀为其特点，其宏观煤岩类型多属半亮型煤，次为半暗型，局部出现暗淡型煤。
井田内各煤层主属长焰煤，发热量较高，可作为动力用煤和民用煤，做其它用途时需进行必要的实验。
煤的化学性质及可选性
8号煤：为中灰、特低硫、低磷、高热值、高挥发份、低粘结性、
高熔灰分、高强度的长焰煤。
9号煤：为中灰、低硫、低磷、高热值、高挥发份、低粘结性、高熔灰分、高强度的长焰煤。
10号煤：为低灰、低硫、低磷、高热值、高挥发份、低粘结性、高熔灰分、高强度的长焰煤。
11号煤：为特低灰、中硫、低磷、高热值、高挥发份、低粘结性、高熔灰分、高强度的长焰煤。
详见表1-2-2煤质成果汇总表。
四、瓦斯、煤尘及煤的自燃
（一）瓦斯
根据地质报告中资料：
9号煤层甲烷（CH4）含量为0，CO2含量为0.08~0.18ml/g，平均为0.099 ml/g，C2-C8含量为0 ，N2含量为2.71~4.308 ml/g，平均为3.509ml/g，瓦斯含量平均为3.608 ml/g，属低瓦斯煤层。
10号煤层甲烷（CH4）含量为0～1.14 ml/g，平均为0.17ml/g，CO2含量为0.017～0.48ml/g，平均为0.23ml/g，C2-C8含量为0 ，N2含量为2.77～7.160 ml/g，平均为4.4ml/g，瓦斯含量平均为4.808 ml/g，属低瓦斯煤层。
11号煤层甲烷（CH4）含量为0～0.45 ml/g，平均为0.25ml/g，CO2含量为0.018～0.440ml/g，平均为0.258ml/g，C2-C8含量为0 ，N2含量为4.52～6.52 ml/g，平均为5.528ml/g，瓦斯含量平均为5.811ml/g，属低瓦斯煤层。
12号煤层甲烷（CH4）含量为0~0.05 ml/g，平均为0.025ml/g，CO2含量为0.090～0.330ml/g，平均为0.210ml/g，C2-C8含量为0 ，N2含量为3.72～6.010 ml/g，平均为4.865ml/g，瓦斯含量平均为5. 1ml/g，属低瓦斯煤层。
各可采煤层瓦斯分带均属于二氧化碳~氮气带。
另根据2005年度忻州市安全生产监督管理局以忻安监煤字[2005]163号文件关于2005年度河曲县（**煤矿周边）多家煤矿的瓦斯等级鉴定结果的批复。与**煤矿相邻的前麻地沟煤矿瓦斯绝对涌出量为0.14m3/min，相对涌出量为0.67 m3/t；CO2绝对涌出量为0.28m3/min，相对涌出量为1.35 m3/t；火山村煤矿瓦斯绝对涌出量为0.13m3/min，相对涌出量为0.38 m3/t；CO2绝对涌出量为0.9m3/min，相对涌出量为4.32 m3/t。
本次设计矿井按低瓦斯矿井考虑。
（二）煤尘
根据2006年内蒙古煤田地质科研所对矿井内8号、9号、10号煤层采样进行的煤质检验报告，8号煤尘火焰长度为10mm，加岩粉量平均为55%，具有爆炸性； 9号煤尘火焰长度为15mm，加岩粉量平均为40%，具有爆炸性；10号煤尘火焰长度为80mm，加岩粉量平均为65%，具有爆炸性，。另根据勘探地质报告中：11号煤尘火焰长度为50～400mm，加岩粉量平均为53%，具有爆炸性；12号煤尘火焰长度为50mm，加岩粉量平均为20%，具有爆炸性；13号煤尘火焰长度为20～250mm，加岩粉量平均为33%，具有爆炸性。
各煤层均具有爆炸危险性。
（三）煤的自燃性
根据2006年内蒙古煤田地质科研所对矿井内8号、9号、10号煤层采样进行的煤质检验报告中：8号煤吸氧量为0.81，自燃倾向性为Ⅰ级即容易自燃；9号吸氧量为0.73，自燃倾向性为容易自燃；10号煤吸氧量为0.80，自燃倾向性为容易自燃。
另根据勘探地质报告中：11号煤自燃倾向性为容易自燃；12号煤自燃倾向性为容易自燃；13号煤自燃倾向性为容易自燃。各煤层燃点试验成果表见表1-2-3。

根据地质报告中各煤层燃点实验成果，其各煤层的还原样与氧化氧燃点之差为22～53℃之间，故各煤层均为容易自燃煤层，自燃发火期一般为3～4个月。
（四）地温
地质报告中对12个钻孔中进行了井温测量，经统计孔深20～30m处的井温为12.6～15.9℃，孔底井温11.4～16.9℃，最高井温17.3℃，地温剃度0.4～1.6℃，平均1.1℃，全区未发现地温异常。
四、水文地质
矿区位于黄河东侧、县川河以北，地形东高西低，北高南低。区域总的构造线为北北东向，规模较大的构造主要发育在中南部，北部构造比较简单。主要有范家梁～新窑褶皱带，铁匠铺地堑构造，天桥地堑构造。以张性断裂为主，其中铁匠铺地堑构造穿过黄河，导水性良好，和黄河发生直接水力联系。
（一）区域水文地质
1、含水岩组
主要含水层自上而下有六层，分别是：
（1）中统岩溶裂隙含水岩组
区内以奥陶系石灰岩岩溶水最为丰富，是区内主要含水岩系。厚度515～595m，含水岩以灰岩、白云质灰岩及泥灰岩为主，中奥陶系上马家沟组底部含20～50m厚的白云质泥灰岩3～4段。透水性随地而已，北部河曲、偏关溶蚀性发育透水性好，成为主要含水层位，南部保德地区透水性差形成相对隔水层。以裂隙、溶蚀裂隙含水为主，局部溶洞发育，泥灰岩类以蜂窝头溶孔含水为主。
富水性受岩性、构造和地形影响，大部分地区属中等富水性或富水，单井涌水量大于5000m3/d，在构造破碎带和排泄区为极富水地段，单井涌水量10000m3/d ，为保德县铁匠铺排泄区A7孔（第一水文队施工），孔深150m，含水层厚度77.0m。降深14m，涌水量28570 m3/d。区域稳定性水位在820～860m，工作区内未见岩溶裂隙泉水出露，只在保德天桥和河曲龙口两个排泄区有泉水出露。水质以HCO3-Ca.Mg型为主。矿化度多小于0.5g/L。
（2）石炭系、二叠系及三叠系砂岩裂隙含水岩系
石炭系、二叠系、三叠系主要岩性为砂岩、泥岩、煤层及铝土岩、粘土岩等。其中砂岩厚度最大者可达40m以上，但裂隙不甚发育，只在构造带水性较强，一般泉水流为0.01～0.1L/s，最大泉水流量为1.0L/s左右，富水性相对教差。
本溪组含水层很少，为隔水岩组。
（3）第三系上新统砾岩孔隙、裂隙含水岩组
该层分布稳定性比较差，上部为红土隔水层，下部为半胶结砾岩，砾石粗大，胶结疏松，并发育延伸较好的裂隙。泉水流量一般为0.05L/s左右，富水性较差。
（4）上更新统黄土孔隙含水层
该层分布广泛，富水性受微地貌控制而不均匀，在和下伏红土层的接触上常有泉水出露，流量一般为0.01～0.05L/s，富水性较差。
（5）全新统冲洪积物孔隙含水层
主要分布在黄河区流阶地上，富水性相对较好。
2、地下水的补给、迳流、排泄条件
区域地下水以大气降水入渗补给为主，少量为地表河流的入渗补给。由于地形和岩性差异接受的补给条件不同，当地形低凹，岩性有利于地表水入渗则富水性较好。奥陶系石灰岩溶裂隙较发育，接受大气降水，地表水、黄河水的补给，富水性较好，该地下水迳流距离长，主要在龙口和铁匠铺两处排泄。上部地层由于地形较高，切隔破碎，补隔来源少，储水条件差，地下水迳流距离短，方向与地表水迳流方向一致，以泉的形式排泄于地表各沟谷中。
（二）矿井水文地质
1、含水岩组
（1）奥陶系中统上马家沟组碳酸岩溶裂隙含水岩组
在矿区南东部，和塔村以东沿县川河一带见有出露，主要岩性为白云质灰岩，泥质灰岩、灰岩，其中发育不均匀的岩溶裂隙，地下水较为丰富。本区为天桥泉域的迳流区。 ZKL1105孔深71m见马家沟灰岩，揭露厚度75.55m，孔径91mm，水位埋深88.28m（标高845.78m），降深0.03m，涌水量58.75m3/d，单位涌水量22.67L/s.m；第一水文地质队在旧县海潮寺附近施工的S9孔揭露马家沟组灰岩275.2m，孔深300m，口径130～110mm，水位埋深55.0m（标高843.46m）降深0.24m，涌水量616.03 m3/d，单位涌水量29.71L/s.m。水质类型为HCO3-Ca、Mg型，矿化度小于0.5g/L。总硬度14.0德度，水温13.5℃。
（2）石炭系太原组 碎屑岩及碳酸盐溶裂隙含水层组
为泥岩、粉砂质泥岩、煤层、砂岩、灰岩等。主要含水层为砂岩及灰岩，砂岩有两层，一层为太原组底部中粗粒砂岩，厚2～18m，另一层为太原组上部9号煤与10号煤层中间的砂岩透镜体，分布在杨家沟附近，其中ZKL405-ZKL411孔间呈带状分布，长1400m，宽200m；ZKL705-ZKL708孔和ZKL806-ZKL808呈椭圆状，长800m，宽400m，最大厚度13.69m。灰岩有三层，从下至上分别为本溪组顶部L1灰岩，与太原组底部砂岩为一个含水层（组）。节理裂隙较发育，但因各含水层夹在泥岩、粘土岩中，补给条件差，含水性弱，钻孔单位涌水量q＝0.015L/s.m；ZKM708孔降深25.28m，单位涌水量0.008L/s.m；ZKM301孔降深39.90m，单位涌水量为0.003L/s.m。在局部地形和构造有利地段，地下水具承压性，如ZKL408孔水位高出含水层顶板。泉水流量0.5～3.2L/s。
本溪组主要岩性为泥岩、铝土质岩、粘土岩等，其中夹岩溶不发育的生物碎屑灰岩，为隔水岩组。
（3）二叠系碎屑岩裂隙含水岩组
分布普遍，以砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层等为主。
含水层为山西组（P1s）底部的含砾中粗粒砂岩和8号煤层上部的砂岩，厚度0.6～27.07m，涌水量52.7m3/d，单位涌水量0.144L/s。据ZKM301钻孔对该含水层抽水试验，涌水量极小，该组泉水出露较多，流量0.05～0.45L/s，小伍村沟内9号老窑顶板为P1s砂岩，据调查因窑内水大而停采，现窑口仍有地下水流，流量0.22L/s。水质类型为HCO3-Ca、Mg型，矿化度小于0.5g/L，总硬度25.0德度，水温9.5℃。
（4）新第三系上统砾岩孔隙、裂隙含水岩组
上部岩性为红色粘土，为隔水层。下部为半胶结砾岩，砾石粗大，分选性、磨圆度好，胶结疏松，孔隙率大，并有开张性、延伸性较好的大裂隙，导水性良好，但补给来源少，富水性不强，泉流量一般为0.05L/s左右。
（5）第四系上更新统马兰组黄土孔隙含水层
矿区内分布着大面积的黄土，在和其下部第三系红土的接触面上常有泉水出露，富水性较差，一般单泉流量为0.01～0.05L/s。
（6）第四系全新统冲积物孔隙含水层
只在矿区北西部、南部边缘的沟谷中有小面积出露，为黄河一级阶地区，主要岩性为砂砾石层，富水性较好。
2、隔水层
区内隔水层有四层。
（1）第三系上新统上部隔水层
主要由棕红色粘土、亚粘土组成，区内分布广泛。
（2）8号煤层顶、底板隔水层
8号煤层顶板为泥岩和砂质泥岩等，厚度3～10m，底板亦为泥岩、粘土岩，厚2～4m，分布稳定性较好。
（3）9号煤层底板隔水层
9号煤底板为泥岩、砂质泥岩，厚度较大，比较稳定，是较好的隔水层。
（4）石炭系中统本溪组隔水层
主要由泥岩、铁铝岩、粘土岩等组成，厚度较大且非常稳定，区内稳定的隔水层。
3、采空区对开采地层的影响
**井田是由原9个煤矿整合而成，各个旧煤矿都各自有坑口都有一定的采空区。勘探报告和建设单位对老窑进行了调查，其范围基本查明，发现采空区存在少量集水、集气现象。由于本矿各煤层间距较小，经过计算，各煤层在回采时最大冒落带（或最大导水裂隙带）均到达其上部煤层的采空区，井田内采空区对各煤层开采都有较大影响。因此在开采前要采用综合技术手段进一步查明采空区准确范围和内部情况，一定要在采空区周围留设足够的保安煤柱，采掘过程必须贯彻“预测预报，先探后掘，先治后采”的原则，以防老窑集水、集气涌入矿井造成危害。井田内及周边煤矿边界及采空区范围详见图C1736-109G-03。
4、断裂构造对矿区水文地质条件的影响
矿区内地层产状平缓，褶皱构造不太发育，地层倾向290°～310°，倾角一般小于5°，为一向北西缓倾的单斜构造，断裂构造只在矿区外围西南部较为发育，由几条近于平行的张性及略带扭性的断层组成地堑与地垒。张性断层导水性良好，有两条延伸至黄河，汇集地下水，勾通了各含水层之间及黄河与地下水的水力联系，但在本区内未揭露断裂构造，因此本区西南部的水文地质条件可能较为复杂，其它部分由于断层不发育，裂隙也相应地不及南西部发育，裂隙含水层的富水性相对较弱。
5、地下水补给、径流、排泄条件
松散层中地下水主要靠大气降水的渗入补给，在黄河漫滩及阶段接受大气降水补给外，黄河水的补给也很重要，松散层中地下水的径流、排泄受地形制约，由于地形切割严深，地下水径流距离短，多就近排泄于沟谷中形成小泉水，部分被蒸发。
石炭、二迭系砂岩裂隙水在其岩石裸露地区，直接接受大气降水的入渗补给，沿倾向在各自的层间裂隙中运动。石炭、二迭系地层倾向为NW向，倾角小于5度，水力坡降3-6%，当沟谷中切割破坏含水层时，形成泉水排泄于沟谷之中。
另外从ZKM301钻孔抽水试验中发现，在9号煤层以上水位下降很快，当动水位降至低于黄河最高洪水位后，水位下降速度骤减，初步分析，黄河水与石炭二迭系下部含水层中的地下水有一定水力联系。
奥陶系灰岩岩溶裂隙水主要补给来源是大气降水，就本勘探区而言，位于区域岩溶裂隙水的径流一排水区，地下水由北向南径流，水力坡降较缓仅0.8‰，在天桥一带的黄河谷是岩溶裂隙水的排泄区。
6、地下水水质
区内地下水水质一般为重碳酸型水，在煤层或煤层附近地层地下水中硫酸根离子显著增加，为硫酸型水或硫酸型水或硫酸一重碳酸型水，矿区中部和北部矿化度较低，南部矿化底增高，在河塔、海潮寺、小伍村一带地下水总硬大于25.0德度，最高达到116度。
岩溶水质类型为HCO3-Ca、Mg型，矿化度为0.4g/L，总硬度14-21德度，Ph=7.4-7.9，水温13℃，符合引用水标准。
碎屑岩裂隙水太原组含煤层中地下水为SO4.HCO3—Ca.Mg型水，山西组地层中地下水为HCO3-Ca、Mg型，水质较差，总硬度大于25德度，一般为30-50德度，矿硬化度0.6～1.5g/L。
（三）井田水文地质类型
1、充水因素分析
（1）侧向补给
矿区的东、南边缘均有深切的沟谷，故不可能接受较大的侧向补给。由于地层向北西缓倾，各含水层间无水力联系，故采场形成后，在矿区北界将有少量地下水补给矿坑，但补给量很少。
（2）黄河水的补给
黄河流经矿区地段最高洪水位约845m，最低水位834m，矿区内有部分煤层底板低于黄河最高水位。所以在矿区的西部、南西部开采时，黄河水及岩溶水均可对矿坑造成威胁；北中部地层导水性差，但黄河和煤层间水位差较大，采矿时将发生渗入补给。
（3）底板突水可能性分析
奥陶系灰岩与最下部煤层间是一套泥岩、灰岩、砂岩及铝土质岩地层，厚度约30～50m，其中灰岩裂隙、溶隙不发育，为隔水层。因此，煤层底板的隔水性能较好。
奥陶系灰岩中地下水较为丰富，水头高约845m，矿区西部各煤层底板低于此标高。尽管其间发育较厚的隔水层，仍存在底板突水的威胁；在矿区的中东部虽高于此标高，但也应该引起注意。
综合上述，奥陶系灰岩水引起底板突水的可能性较小，但仍需做认真细致的工作以进一步查明。
2、矿床水文地质条件复杂程度
太原组和山西组及下石河子组副水性很弱，对采矿影响不大；奥灰水富水性强，除7号煤层，其余煤层均不同程度的存在奥灰水带压开采，以13号煤层范围大，约占井田面积的1/2，按突水系数评价属于安全范围。井田内的生产矿井和已关闭矿井，多开采8号煤层，小部开采9号和13号煤层，矿井涌水量很小，一般小于60 m3/d，仅有一个为100 m3/d，综合评价，煤层矿床水文地质条件一般，仅13号煤层为简单-中等。
（四）矿井涌水量
地质报告采用“大井”疏干法，对矿井涌水量进行了计算，矿井正常涌水量16.4m3/h，最大涌水量31.4m3/h。考虑到采空区探放水和井下用水量的流出部分，本设计按照矿井正常涌水量100m3/h，最大涌水量150m3/h设计主水泵房和水仓。
六、矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题
该矿区在1985年2月由山西省地质矿产局211地质队完成了**勘探区详查勘探工作，面积约60km2，同年3月，河东煤田报告评审会对**勘探区详查地质报告进行了审查；之后的1986年6月由山西省地质矿产局217地质队对详查区东南部的**1号露天勘探区完成了精查工作，面积约22km2，同年同月，山西省地质矿产局以晋地矿字(1986)55号文，对精查地质报告进行了初审；1987年6月，山西省地质矿产局217地质队对详查区西部的火山～猫儿沟井田完成了精查工作，面积约14km2。
**井田位于**详查区范围内，西部位于火山～猫儿沟井田精查区内，东南部位于1号露天精查区内，北邻上榆泉井田，地质报告系在**详查区地质报告的基础上，结合其它精查区的地质资料和老窑及生产小窑的调查资料而进行编制的。该地质报告详细查明了井田构造，正确评价了构造复杂程度；详细查明了可采煤层的层数、层位，以及厚度、结构，可采范围，正确评价了煤层可采性和稳定程度；较详细地查明了井田水文地质条件，分析了矿井充水因素，预算了矿井涌水量；查明了煤层瓦斯，划分了瓦斯带；评价了可采煤层的煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性。井田范围内有河曲县地方小煤矿9座，分别开采8号、9号、13号煤层，小煤窑分布在井田西部、南部、东部的露头带及中北部沟谷两侧，这些小煤窑送巷、采掘过程，对井田的勘探程度起到了补充作用。地质资料存在的问题及应补充勘探工作的建议：
1、各煤层均不同程度的存在的存在奥灰水带压开采区：最多可达井田面积的1/2。在此范围内应预先查明有无隐伏导水构造，严防隐伏构造带导水造成水患。另外，井田西界外黄河水位低约10m，也局部超出所有煤层，生产中如遇穿过黄河的导水层，也会造成水害，必须有防范措施。
2、井田内外矿井众多，采空区积水是一大安全隐患，必须予以关注。
3、鉴于本井田内、周边小窑及老窑调查不够全面，应进一步查明小窑采空范围及老窑范围、采空区积水范围、水量，防止事故发生。
4、本井田内双口煤矿和杨家沟煤矿，开采8号煤层，年生产能力9万t/a，矿井正常涌水量为60m3/d，。若按富水系数法预测，本矿井开采8号煤层，年生产能力为2.4Mt/a时，矿井正常涌水量应为1600 m3/d（即66.7 m3/h），可见地质报告中，按“大井疏干”法预测的矿井正常涌水里393.02 m3/d，最大涌水里为752.7 m3/d偏小。
5、地质报告中未提供8号煤钻孔瓦斯含量。
6、建议：采用物探、钻探等方法进行勘探，进一步查明井田内的采空区。古空区范围和隐伏构造的位置及范围。特别要查明西部隐伏构造的位置和范围，为矿井安全生产提供准确的防治水依据。
由于本井田全部为精查区，钻孔较多，地质报告中对各钻孔封孔质量未进行详细介绍，建议对各钻孔进行启封检查，彻底查明封孔质量。

第三节 矿井设计概况

一、工程性质
**煤矿的建设性质属扩建矿井，工程规模为2.40Mt/a。
二、井田开拓与开采
（一）井田境界、储量、设计能力及服务年限
1、井田境界
根据国土资源部国土资矿划字[2006]063号文件，该井田范围由26个点座标连线圈定，井田境界拐点详见表1-3-1。
井田东西宽约5.3km，南北长约5.4km，井田面积22.59km2。

2、井田储量
（1）矿井地质储量
矿井地质储量593.05Mt，工业储量与地质储量相同。
（2）矿井设计可采储量
矿井设计可采储量422.688Mt，其中7、8号煤38.432 Mt。
3、矿井设计生产能力和服务年限
矿井设计生产能力为2.40Mt/a。
全矿井的服务年限为：125.5a，其中7、8号煤16.0 a。
（二）井田开拓方式
1、井田开拓方式
矿井共设四个井筒，井田开拓方式为主斜井—副平硐综合开拓方式。
2、井筒
改造利用火山煤矿现有主斜井和材料平硐。将原主斜井井筒刷大作为主斜井，净宽4.5m，倾角16°，斜长176.9m，担负矿井煤炭提升任务，兼进风井及安全出口；刷扩原有的材料平硐作为副平硐，净宽5.4m，倾角2～5°，长度634.0m，担负矿井全部辅助提升任务兼进风井及安全出口；利用原有的副平硐作为排水平硐，净宽3.6m，倾角0～2°，长度1362.0m，担负部分辅助运输任务；改造利用原大石沟煤矿工业场地的主斜井井筒作为回风斜井，净宽4.0m，倾角5°03′22″，斜长247.0m，担负全矿井的回风任务兼安全出口。矿井开拓方式详见图1-3-1。
井筒断面布置详见图1-3-2、1-3-3、1-3-4、1-3-5、1-3-6
矿井各井筒特征见表1-3-2。
表1-3-2 矿井各井筒特征表

3、水平划分
初期开采8号煤层时，主斜井落底在+858.85m标高处，副平硐落底在8煤层中的+837.402m标高处；回风斜井落底在8号煤层中的+897.175m标高处，以+837水平开采8号煤层。开采9号煤层时，主斜井及其石门继续利用；在副平硐西侧开凿辅助运输暗斜井进入9号煤，落底标高+827；在总回风巷西侧开凿回风暗斜井进入9号煤，以+827水平开采9号煤。10、11、12、13号煤采用联合布置，在9号煤胶带运输大巷南侧开凿主斜井暗斜井进入13号煤，辅助运输、回风采用暗斜井延伸开拓方式，辅助运输暗斜井落底于+820标高，以+820水平开采10、11、12、13号煤。
基于上述分析，结合矿井开拓方式，煤层的开采顺序遵循自上而下的原则。设计确定井田划分为+837，+827，+820三个水平，水平之间采用暗斜井联系方式。
4、井下大巷布置
初期以+837水平开采8号煤层，保证矿井2.4Mt/a的设计生产能力。
主斜井井落底后利用刷大原有的石门，并在与排水平硐的交接处起坡进入8号煤层后沿煤层底板布置一条胶带运输巷，在其两侧的8号煤层中平行布置一条辅助运输巷及一条回风巷，巷间距彼此为40m。在开拓巷道两侧直接布置回采工作面。井下煤炭运输采用带式输送机运输方式，辅助运输采用防爆无轨胶轮车运输方式。
根据井田开拓方式和煤层赋存条件，设计确定局部可采的7号煤层利用8号煤层胶带运输、辅助运输、回风大巷，通过小斜巷布置工作面，在8号煤层开采之前提前回采；
8号煤胶带运输大巷沿8号煤层底板布置，倾角3～6°，矩形断面，采用锚喷、挂网支护，喷射厚度为100mm，锚杆规格为φ18×2000mm，锚杆间排距为800×800mm。挂网采用φ6钢筋网，钢筋网孔规格为120mm。巷道内铺设一台带宽1400mm的可伸缩胶带输送机。巷道净宽5.20m，净高3.50m，净断面18.20m2，总长度1037.6m。
8号煤辅助运输大巷沿8号煤层底板布置，倾角3～6°，矩形断面，采用锚喷、挂网支护，喷射厚度为100mm，锚杆规格为φ18×2000mm，锚杆最大间排距为1000×1000mm。挂网采用φ6钢筋网，钢筋网孔规格为120mm。巷道净宽5.40m，净高3.50m，净断面18.90m2，总长度1187.0m。
8号煤回风大巷沿8号煤层顶板布置，倾角3～6°，矩形断面，采用锚喷支护，喷射厚度为100mm，锚杆规格为φ18×2000mm，锚杆间排距为1000×800mm。巷道净宽5.40m，净高3.50m，净断面18.90m2，总长度1210.0m。
井下主要大巷煤层段还采用锚索补强支护。锚索规格为φ15.24×8000mm，间排距为2500×3000mm，矩形布置。
（三）采区布置及主要设备
1、采煤方法
矿井初期开采的8号煤层，煤层厚度0.90～12.41m，平均4.73m，煤层结构较复杂。由于8号煤层厚度变化较大，一种采煤方法不能满足8号煤的开采要求。初期开采区域，煤层厚度平均4.0m左右，适宜于综合机械化一次采全高采煤方法，且初期开采区域服务年限在10a左右，所以设计初期采用综合机械化一次采全高采煤方法。后期开采厚煤层时采用综采放顶煤采煤方法。顶板管理方法均为全部垮落法。工作面长度为260m，首采工作面由于受老空区影响，工作面长度为177m。
2、采区巷道布置
根据井田开拓方式，回采工作面采用条带开采方式，8号煤为一个采区，本矿井开拓巷道即为采区巷道。
初期回采工作面布置在大巷的北侧，工作面推采方向基本沿煤层走向。
根据工作面通风和运输及掘进要求，每个回采工作面共布置三条顺槽，在胶带顺槽外侧布置一条辅助运输顺槽；在回采工作面的另一侧布置一条回风顺槽。
采区巷道布置详见图1-3-7。
3、矿井主要回采设备按首采工作面需要配备，详见表1-3-3。

4、工作面顶板管理方式及液压支架选型
(1) 工作面顶板管理方式
根据确定的采煤方法，各煤层回采工作面顶板均采用全部垮落法管理。
(2) 工作面液压支架选型
按《缓倾斜煤层工作面顶板分类》规定，本矿井8号煤层大部分地段顶板为Ⅲ级Ⅱ类，故选用ZY8000/20.5/40支撑掩护式液压支架，其支护顶板面积为5.8m2，工作阻力8000kN，支撑高度2050～4000mm。
工作面端头支护配备6架与工作面支架相配套的ZYT8000/20.5/40型端头支架，另配备2架ZYG8000/20.5/40型过渡支架。工作面超前20m采用DW系列单体液压支柱配DFB5000型Π型钢梁支护，待矿井实施时随工作面端头支护水平的提高进一步完善端头支护设计。
(四) 巷道掘进
1、采区巷道断面和支护形式
矿井移交生产时采区巷道均沿8号煤层底板布置，巷道断面均采用矩形断面，锚网喷支护。回采工作面顺槽采用矩形断面，锚杆支护。
矿井移交生产时采区巷道有：工作面胶带顺槽、辅运顺槽和回风顺槽三条顺槽。
工作面胶带顺槽沿8号煤层底板布置，巷道坡度1～3°。胶带顺槽断面按铺设一台带宽1400mm的可伸缩胶带输送机设计。巷道采用矩形断面，采用锚杆支护、局部围岩破碎带锚网支护，锚杆规格为φ18×2000mm，锚杆间排距为1000×800mm。胶带顺槽净宽5.50m，净高3.60m，净断面19.80m2。
工作面辅运顺槽沿8号煤层底板布置，巷道坡度1～3°。巷道采用矩形断面，采用锚杆支护、局部围岩破碎带锚网支护，锚杆规格为φ20×2200mm，锚杆间排距为700×700mm。轨道顺槽净宽5.50m，净高3.60m，净断面19.80m2。
工作面回风顺槽沿8号煤层顶板布置，巷道坡度1～3°。巷道采用矩形断面，采用锚杆支护、局部围岩破碎带锚网支护，锚杆规格为φ20×2200mm，锚杆间排距为700×700mm。轨道顺槽净宽5.50m，净高3.60m，净断面19.80m2。
工作面开切眼沿8号煤层底板布置，采用矩形断面，采用锚杆、锚索、挂网联合支护，锚杆规格为φ18×1800mm，锚杆间排距为800×800mm。工作面开切眼净宽7.20m，净高3.50m，平均净断面25.20m2。并采用锚索补强支护。锚索规格为φ15.24×8000mm，间排距为2400×2000mm，矩形布置。
（五）采区运煤、辅助运输、通风及排水系统
1、运煤系统
工作面可弯曲刮板输送机→ 顺槽转载机 → 顺槽可伸缩胶带输送机 → 大巷（主斜井）胶带输送机
掘进煤全部在采区处理，直接将掘进煤与运煤系统混合在一起外运。
2、辅助运输系统
井下全部采用无轨胶轮车运输，井下所需材料、设备在地面装入无轨胶轮车经副平硐、辅助运输大巷运至各使用地点和工作面。
井下矸石装入无轨胶轮车经副平硐运至地面，排至地面矸石场地。
3、通风系统
矿井新鲜风流由主斜井、副平硐、排水平硐进入井下，再经辅助运输大巷和胶带运输大巷进入回采工作面胶带顺槽和辅助运输顺槽，清洗工作面后的乏风经回风顺槽进入回风大巷，经总回风巷到回风斜井排到地面。
4、排水系统
由于井下大巷全部沿8号煤层布置，因此采区工作面涌水通过设在顺槽低洼处的小水泵及铺设在顺槽内的管路，排至辅助运输大巷，水经自流到达设在井下的临时水仓，再由临时水仓经铺设在辅助运输大巷的管路排至1号联络巷处的胶带运输大巷的石门段，经水自流从排水平硐排出，最终排至地面。
三、提升、排水和压缩空气设备
（一）提升设备
（一）提升设备
1、主斜井提升备
本矿井规模2.40Mt/a，主斜井倾角α=-2.6°～0°～16°，装备一台DX型钢绳芯带式输送机担负全矿井原煤运输任务。
带式输送机主要设计参数：
输送量Q=2500t/a，倾角α=-2.6°～0°～16°，水平输送距离L=1100+274.833+191.4=1566.233m，速度V=4m/s，带宽B=1400mm。
电机功率N=2×400kW。
主斜井DX钢丝绳（芳纶）芯带式输送机安全系数的确定
经计算：
圆周力FU=155053N
最大张力Smax=196965N
安全系数n=BST/Smax=1400×1600/196956=11.37
经计算满足要求
主斜井钢绳芯带式输送机采用头部双滚筒、双电机、变频调速系统，可实现带式输送机的软启动和软停车。
主斜井井口房内设高、低压配电室及控制室，两回10kV、380V电源引自矿井工业场地35/10kV变电所10kV、380V母线不同母线段，一回工作，一回备用。
带式输送机采用SLC变频调速控制系统，设有短路、过载、失压等电气保护及跑偏、打滑、溜槽堵塞、纵撕、温度、拉紧限位、沿线急停开关及联系信号。
2、副平硐运输设备
副平硐采用防爆无轨胶轮车，担负矿井的机电设备、材料、矸石及人员等辅助提升任务。
（二）排水设备
矿井正常涌水量100m3/h，最大涌水量150m3/h。在副平硐底部设置井下主水泵房及井下主、副水仓，主水泵房有两个出口通向副平硐后段，沿副平硐敷设的排水管路排出井下至工业场地井下水处理站调节池。开采9、10号煤层时，在各煤层设置采区水泵房和采区水仓，集中排至8号煤水仓，由主水泵房排至地面。
主排水设备选用MD155－30×3矿用耐磨离心水泵三台，配YB系列，660V，2950rpm，75kW电动机驱动。沿副平硐敷设ф159×6排水管两趟。满足矿井正常涌水及最大涌水时排水需要。
主排水泵660V电源引自井下总变电所，并选用QBZ-120/1140(660V)矿用隔爆真空电磁起动器实现水泵的起停。
（三）压风设备
根据矿井风动工具的配置，矿井不设地面集中空气压缩机站，在大巷掘进工作面、顺槽掘进工作面各设一台SM455矿用移动螺杆空压机，整个矿井备用一台SM455空压机，满足矿井风动工具用风需要。
SM455空压机主要技术参数：额定排气量10.3m3/min，额定排气压力0.7MPa，660V 55kW矿用隔爆电动机驱动。
四、井上下主要运输设备
（一）井下大巷主运输设备
本矿大巷运输设备和主斜井运输设备采用一台DX型钢绳芯带式输送机，其技术参数如下：
带宽： B=1400mm；
输送量： Q=2500t/h；
水平运输距离：L=1100+274.833+191.4=1566.233m；
提升高度： H=5.509 m；
倾角: α=-2.6°～0°～16°；
带速: V=4.0m/s；
电动机: YKK4005-4 功率:N=400KW 二台；
可控启动传输： 变频调速系统；
制动器： SH15-3-US2-4 一台；
逆止器：DSN130 逆止力矩FN=130KN•m 二台；
液压绞车拉紧装置： ZLY-01-160，F=160KN N=4kW一台；
输送带：钢绳芯输送带 ST1600N/mm (MT668-97)
（二）辅助运输设备
设计辅助运输采用无轨胶轮车方式。
辅助运输车辆配备详见表1-3-3。

五、地面生产系统
（一）煤质、煤的用途及加工方式
煤质及其用途详见第二章第一节。
（二）煤的加工
矿井配套建设选煤厂，选煤工艺及系统布置祥见选煤厂初步设计。
（三）主副井生产系统
1、主斜井生产系统
井下原煤由顺槽胶带输送机运至工作面溜煤眼，经大巷、井筒带式输送机运出至地面后，通过机头溜槽转至主井井口房至原煤仓带式输送机进入选煤系统进行洗选。
2、副平硐生产系统
副平硐采用防爆无轨胶轮车提升方式，胶轮车直接上、下井，担负全矿井的机电设备、材料、矸石等辅助运输任务。
3、矸石系统
本矿井下矸石年排放量为30kt/a。
由于巷道沿煤层布置，少量矸石由无轨胶轮车提升至井口，由汽车运至工业场地附近的矸石场地和选煤厂矸石一并进行无害化处理以达到环保要求。
4、辅助设施
（1）机修车间
矿井机修车间仅承担矿井机电设备的检修和维修任务，同时负责一些简易、低值易耗设备的修理。机电设备的大、中修均依靠社会协作完成。
按照以上原则，机修车间设置机修工段、电修工段和铆焊工段。电修工段设有远红外线核子干燥室一座，继电器校验装置、电机校验台、绕线机、滤油机等各一台套。
机修车间面积为21×72=1512m2。
（2）胶轮修理车间
本车间主要负责胶轮车一保二保任务。
胶轮修理车间面积为18×72=1296m2
（3）综采设备库
配备30/5t双钩桥式起重机一台
综采设备库面积为18×60=1080m2。
（4）煤样室、化验室
煤样室、化验室，本设计不再设置，由洗煤厂统一设置。
六、工业场地布置特征、防洪排涝及地面建筑
（一）工业场地布置特征
工业场地位于河曲县城南约22km处的黄河东岸，本矿工业场地分两处布置，即主、副井两个工业场地，相距约1.2km。副井工业场地是生产矿井，已基本形成，2006年元月上旬***设计研究院所作的初步设计中主要对副井工业场地进行了较详细的规划改造。场地呈长条形沿河布置，其长度约500m，宽度不足百米，对副平硐口向外延伸提高硐口标高为846.5m。
（二）防洪排涝
初步设计中对场地防洪进行了较完善的防洪设计，场地及井口标高均在设计规范要求的洪水位之上。
（三）工业建筑与构筑物
1、工程地质
井田地处山西黄土高原西北部，西临黄河，地形变化总的趋势东高西低，最大相对高差279.3m，一般相对高差在100m左右，属中低山区，地面多系黄土覆盖，垂直节理发育，直立性好，但植被不发育，霜冻期一般由11月份至来年3月份，冻结深度常在1m左右，历年最大冻结深度1.45m。
在施工图设计之前，矿方应根据已批准的初设总平面图布置，提出各项工程地质详勘报告。
根据建筑抗震设计规范GB/50011-2001，该区抗震设防烈度为Ⅵ，设计基本地震加速度值为0.05g，设计地震为第二组。
2、工业建（构）筑物
场区主要的工业建（构）筑物的结构形式如下：
（1）主斜井井口房为钢筋混凝土框架结构，砖墙围护，柱下钢筋混凝土独立基础。
（2）35kV变电所为钢筋混凝土框架结构，砖墙围护，柱下钢筋混凝土独立基础。室外分别设有变压器门型架及进线门型架，均为钢筋混凝土柱、钢梁。
（3）锅炉房锅炉间为框架结构，砖墙围护，柱下钢筋混凝土独立基础。风机间、辅助间为砖混结构，毛石条形基础，楼板及屋面板为钢筋混凝土板。烟囱为砖烟囱，上口直径1.2m，高40.0m。
（4）器材库、机修间、综采设备库、胶轮车修理间均为钢筋混凝土排架结构，砖墙围护，柱下钢筋混凝土独立基础。屋面采用钢筋混凝土屋面梁或梯形钢屋架、大型钢筋混凝土屋面板。
（5）消防材料库、岩粉库、油脂库、坑木加工房等其它辅助建筑均为砖混结构，毛石条形结构基础。
场区工业建筑及构筑物总面积：9499.00m2，总体积85335.10m3。
3、行政、公共建筑
根据《煤炭工业矿井设计规范》及矿井劳动定员表，按矿井生产能力2.4Mt/a给出了矿井行政、公共建筑面积，主要建筑有联合建筑，食堂班中餐厨房等，除联合建筑为四层框架结构外，其余均为一层砖混结构。行政、公共建筑总面积为3857.00m2，总体积为15959.30m3。
4、小区行政、公共建筑
矿井小区行政、公共建筑，按矿井生产能力2.40Mt/a及《煤炭工业矿井设计规范》与矿井劳动定员表设计，主要建筑物有矿办公楼（二层砖混）、单身宿舍（五层砖混）、住宅楼（六层砖混），其余招待所、车库等均为一层砖混，矿井小区行政、公共建筑总平面为17167m2，总体积为52197.8m3。
（四）地面建（构）筑物安全煤柱留设
本设计对矿井工业场地内工业及民用建（构）筑物设保安煤柱，建筑物保安煤柱宽度是根据地面各建筑物围护带宽度，表土层和岩石层厚度，移动角计算而的，各建（构）筑物围护带度取15m，表土层移动角取45°，岩石移动角取72°。
七、供电及通讯
（一）供电电源
在矿井工业场地建35kV 变电所，供电电源引自矿井工业场地北约13km处有巡镇110kV变电站。其110kV电源有两回；一回引自保德220kV变电站，另一回引自偏关110kV变电站。巡镇110kV变电站内设两台主变压器，一台31500kVA，另一台50000kVA。该变电站为**煤矿投资参与扩建，主要担负**煤矿的负荷容量，能保证矿井生产用电需要
从巡镇110kV变电站不同母线段引两回35kV电源，作为本矿的两个电源。两回电源线路，当任一回路故障停电时,另一回路应能担负矿井全部负荷。电源可靠
35kV电源线路导线：LGJ—185。
（二）电力负荷：
矿井设备总容量： 14417kW；
矿井设备工作容量： 12882kW；
矿井最大计算有功负荷：6638kW；
矿井最大计算无功负荷： 6961kvar；
自然功率因数： 0.71
选煤厂最大计算有功负荷：5116kW；
选煤厂最大计算无功负荷： 2712kvar；
电容补偿量： 4800kvar；
补偿后功率因数：0.92；
矿井全年电耗：31395.6k•kwh 吨煤电耗：13.1kwh
（三）送变电
1、矿井电源线路
矿井位于河曲县境内，属山西II级气象区。矿井电源采用架空输电线路。35kV线路。导线：LGJ-185钢芯铝绞线。杆塔：钢筋混凝土双杆。线路两端3km架设避雷线。避雷线：GJ-50。
矿井两回电源线路。当其中一回电源发生故障时，另一回能担负矿井全部负荷用电。矿井的两回电源线路上都不得分接任何其它负荷。
当一回线路运行时最大压降为：△U%= 5%　。
2、地面变电所
在矿井工业场地设一座35/10kV变电所。
变电所内设主变压器两台：SZ9—16000/35，35±3×2.3%/10kV， 16000kVA。一用一备。保证矿井地面及井下全部负荷用电。负荷率：79.5% 。
变电所内设低压变压器两台：S9—500/10，10/0.4kV， 500kVA。一用一备。保证矿井地面主斜井工业场地380V负荷用电。
变电所主结线：35kV、10kV和0.4kV均采用单母线分段。
设备布置：主变压器室外布置、35kV设备户外布置，其余室内布置。
高压设备选型：
35kV断路器选用ZW7—40.5/T1600—31.5型，35kV隔离开关选用GW4—40.5W/630、GW4—40.5DW/630型，35kV电压互感器选用JDZX 6—35W
10kV选用KYN28—12型间隔移开式式金属封闭开关设备。
低压设备选用：GGD型固定面板式低压开关屏。
(1) 短路电流计算
已知巡镇110kV变电站35kV母线最大运行方式下系统电抗为：2.913；最小运行方式下系统电抗为：12.99。（基准容量Sj＝1000）短路电流计算结果如下表1-3-4。

注：表中 ich=2.55Id Ich=1.42Id
10kV馈电电缆允许使用最小截面：铜芯35mm2，铝芯50 mm2。
10kV电流互感器允许使用最小变比：50/5。
全矿10kV单相接地电容电流20.25A。超过规程规定的20A。采取限制措施。在10kV系统安装两套LBD—PXB—10/25B型消弧线圈自动补偿成套装置。
(2) 所用电源
交流电源：380/220V 电源取自35kV所用电柜。
直流电源：变电所的35kV ,10kV控制保护采用直流220V电源。由免维护铅酸电池装置供给。
(3) 继电保护配置：采用微机保护装置
① 主变压器保护配置
主变压器主保护：具有谐波制动、比率制动特性及CT变比调整功能的分相式差动速保护。
主变压器后备保护：三段五限时复合电压启动方向过流保护。
主变压器本体保护：重瓦斯（挑闸）、轻瓦斯（警告）、温度过高（警告）
② 10kV馈出线路保护：
三相式三段定时限过电流保护，其中第三段可选择为反限时过流。
三段定时限零序电流保护。
三相一次重合闸（可选择前、后加速，手合及重合后加速）。
注：用于下井回路重合闸不投入。
③ 10kV电容保护
二段相电流保护
低电压保护
过电压保护
零序电流/不平衡电流保护
零序电压/不平衡电压保护
电流闭锁失压保护
④ 10kV系统接地保护
在10kV馈电线路上装设零序电流互感器。选用一套小电流接地选线装置，能自动选出接地故障回路。动作于信号报警。
(4) 变电所控制和信号系统
变电所采用微机监控系统。装置选用WPD2000变电所综合自动化系统。
（四）地面供配电
1、地面配电系统
主斜井胶带机房由35kV变电所供给2回路10kV电源线路和2回路380V电源线路。
通风机房由35kV变电所供给2回路10kV电源线路。
选煤厂、井下水处理站、机修间、锅炉房等处低压负荷较大，分别设置10/0.4kV变电所。其中选煤厂、锅炉房、井下水处理站以10kV双回路电源线路供电。机修间以10kV单回路电源线路供电 。
主斜井工业场地低压负荷由工业场地35/10kV变电所以380V供电。其中主斜井胶带机房二级泵房主斜井热风炉房等以380V双回路供电，其余以380V单回路供电。
锅炉房10/0.4kV变电所，设两台S9—400/10 10/0.4Kv 400kVA变压器，一备一用。担负锅炉房、灯房、副平硐空气加热室等用电。均为双回路供电，负荷率：64%。
井下水处理站10/0.4kV变电所，设两台S9—630/10 10/0.4kV 630kVA 变压器，一备一用。除担负井下水处理站负荷外，以双回路向排水平硐空气加热室供电。
机修间10/0.4kV变电所，设XZN—2型成套变电站，内设SG—630/10 10/0.4kV 630kVA 变压器一台。担负机修间、综采设备库、胶轮车修理间等负荷用电。
2、低压电器设备选型
矿井地面所有低压配电装置均选用GGD、JDL、JDQ节电型低压配电屏和低压配电箱。矿井工业场地低压配电电缆均选用VV22型全塑内钢带铠装电力电缆。
电缆敷设方式采用电缆直埋或沿电缆沟敷设方式向各配电点供电。供电的双回路均为一用一备，当其中一回电缆故障时，另一回可保证该配电点的全部负荷用电。
3、工业场地建筑物照明系统
工业场地建筑物照明系统采用动照合一方式。根据建筑物内的环境条件，分别选用普通型、防水防尘型及防爆型灯具。
场地户外照明采用高压纳灯，光电控制器集中控制。
照明电压为AC220V。
4、防雷与接地
35kV架空输电线路两端3km线路架设避雷线。同时在线路两端装设管型避雷器，防止雷电引入变电所内。在变电所内设独立避雷针保护；35 kV和 10kV母线上装设阀型避雷器，防止内过电压。锅炉房烟囱附设避雷针保护。
所有地面建筑物按三类建筑物设防。
高度超过15m的建筑物沿屋角﹑屋脊﹑屋檐等易受雷击的部位敷设避雷带作为雷电接闪器。平屋面的建筑物，当其宽度不大于20m时，可仅沿周遍附设一圈避雷带。当其宽度大于20m时，应在整个屋面组成不大于20m×20m或24m×16m的网格。
避雷带的引下线不少于两根，但周长不超过25m的建筑物可只设一根引下线。引下线沿建筑物四周均匀或对称布置，其间距不大于25m 。
每根引下线的冲击接地电阻不大于30Ω。
由地面直接入井的架空引入（出）的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于2处垂直接地体的良好的集中接地。其接地电阻小于5Ω。
通信线路必须在入井处装设熔断器和防雷电装置。其接地电阻小于1Ω。
接地装置的接地体，采用垂直接地体或水平接地体。垂直ø接地体采用ø50热镀锌钢管，钢管壁厚3.5mm ，长度5m ；水平接地体采用40×4mm2热度锌扁钢。
变电所工作接地和电器保护接地电阻小于4Ω，电器重复接地电阻小于10Ω。
为防止避雷电波侵入井下,由地面直接入井的轨道、设备机架及各种露天引入(出)的管路等,在井口附近将金属体做不少于2处的可靠接地。接地电阻小于5Ω。
工业场地10kV变电所变压器0.4kV侧中性点直接接地，接地装置的接地电阻不超过4Ω。所有电气设备正常不带电的金属外壳、铠装电缆的金属外皮，均通过四芯电缆的接地芯线与接地干线、接地装置可靠连接。
（五）井下供配电
1、下井电缆
地面35kV变电所配出两回MYJV22-6/10，3×240mm2，电缆沿主斜井井筒壁敷设至井下主变电所，供井下所有负荷用电。经计算，井下有功负荷5192kW，无功功率5886kvar。从地面35kV变电所至井下中央变电，所当一回线路运行时最大压降为：△U%= 0.81%＜5%。
2、井下高低压配电系统
井下供电电压10kV，配电电压：3300V、1140、660V，照明及电钻电压127V。
井下设主变电所。10kV、660kV母线采用单母线分段接线。
变电所内设两台KBSG-315/10 315kVA，10/0.69矿用隔爆型干式变压器。一备一用。供井下临时排水泵、胶带巷小水泵、轨道巷小水泵、回风巷小水泵及照明用电。
综采工作面、运输顺槽、回风顺槽、顺槽掘进、大巷掘进等处设移动变电站。移变型号：KBSGZY2-T型。10kV电源由主变电所供给。
照明变压器选用ZBX-4/660，660/127V矿用隔爆型照明变压器综合保护装置，照明电压127V，照明灯具选用KYB-20矿用隔爆节能荧光灯。
顺槽掘进、大巷掘进分别设局扇专用移动变电站。10kV电源引自井下主变电所。由专用馈电开关，专用线路向局扇供电。双电源、双风机自动切换。
3、井下电器设备选型
主变电所10kV配电装置选用PBG500DY-10型矿用隔爆型永磁高压配电装置，具有断路、过流、漏电、绝缘监视、过电压、欠电压等完善的电脑保护系统。
主变电所660V馈电开关选用KBZ型矿用隔爆型真空馈电开关，具有断路、过流、选择性漏电、绝缘监视、欠电压等完善的保护功能。
井下电机的控制设备选用QJZ矿用隔爆型兼本质安全型真空磁力起动器和QBZ型隔爆型真空磁力起动器。这些磁力起动器具有失压、过载、短路、断相、漏电闭锁等功能。
煤电钻的供电设备选用ZBM系列矿用隔爆型煤电钻变压器综合装置。
4、井下电缆选型
下井电缆选用煤矿专用电缆。型号：MYJV22—6/10 3×240两回电缆沿主斜井敷设至井下中央变电所。
至移变的电缆选用MYPTJ—6/10型煤矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆。
采煤机所用的3300V电缆选用MCPT-1.9/3.3采煤机金属屏蔽橡套电缆，刮板运输机所用的3300V电缆选用MYPT-1.9/3.3煤矿用金属屏蔽橡套电缆。
其它设备的配电电缆选用MYP型煤矿用移动屏蔽橡套软电缆。煤电钻、岩石电钻选用MZ-0.3/0.5型矿用电钻软电缆，井下照明选用MYQ-0.3/0.5型矿用轻型橡套软电缆。
5、井下接地
主水泵房水仓中设1主接地极，在排水平巷水沟中设1副接地极，主副接地极之间，主接地极与主变电所之间的接地干线采用TJ—70铜绞线。采区各配电点均设局部接地极，橡套电缆的接地芯线及屏蔽层、电缆的铠装、接地干线等与主接地极、局部接地极连接成一个总的接地网，网上任一保护测试点所测得的接地电阻应小于2Ω。每一个移动式电气设备至局部接地极之间的保护接地导线的电阻不超过1Ω。
6、安全监控
**煤矿9号、10号、11号、12号煤层属低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，属易自燃煤层。按照《煤矿安全规程》的规定，为确保矿井安全，矿井装备KJ126型煤矿安全生产监控系统，对井下环境各种安全参数及矿井主要生产设备运行状态进行监测监控。
7、通信
矿井装备DN-S型矿用程控通信交换机，行政、调度合一。与巡镇镇通信分公司汇接。以8路光缆，线路长2km。矿井通信交换机设置在矿办公楼内。在办公楼、任务交待室、矿灯房、地面变电所、主斜井井口房、通风机房、选煤厂、井下水处理站、生活污水处理站、机修厂、锅炉房、坑木场等地设置电话机，用户数量200个。通信电缆采用HYA-0.4型市话通信电缆。敷设方式采用沿建筑物外墙吊挂方式。至风井等偏远地点采用电杆架设方式。对地面生产管理、消防救护、运销等专门调度人员配置移动通信设备。井下通信，在井下主变电所、临时排水泵房、回采工作面、掘进工作面及大巷胶带机等地设置本安型调度电话机，通信电缆选用矿用阻燃型MHYA32-30×2×0.8型两回沿副平硐两侧敷设至井底等候室交接箱、再经分线盒引至各用户，用户数量17个。井下主变电所与地面变电所，等候室至井口房均设直通电话。井下主变电所、地面变电所、通风机房与矿调度室之间设直通电话。矿井变电所至上一级变电所设专用的通信设施。
八、给水、排水、采暖通风及供热
（一）本矿井为新建工程，地面设置两个工业场地，主井工业场地及副井工业场地。全矿井永久供水水源取奥陶系灰岩含水层地下水，设计深井四座（现有一座），供全矿井生产、生活及消防之用（含选煤厂和井下消防洒水）水源井三用一备 ，水源井规格为D=450ｍｍ，H=600ｍ。井内各设深井潜水泵一台，型号为250QJ140—180，Q=140m3/h，H=180ｍ，N=110kW。
井下消防洒水水源优先取用处理后的井下排水及生活污水，不足部分由生产、生活、消防供水系统补足。
（二）本矿井给水系统分为二部分：即生产、生活、消防给水系统（含选煤厂、风井场地、井下消防洒水）；回用水给水系统。
1、生产、生活及消防给水系统由水源井、深井泵、加压泵、中转清水池、高山水池（V＝1000m3二座）及管网等组成。该系统供水管网布置为环状管网，地面消防采用常高压制。井下消防洒水用水亦由本环状管网补足供给。给水管管材采用UPVC管，直埋敷设，埋设深度为1.7m
生产、生活及消防给水系统示意图如下：

2、回用水给水系统由提升泵、井下排水及生活污水处理站清水池、洗煤厂生产清水池和管网等组成。井下排水及生活污水分别经处理后进入井下水处理站清水池，然后再加压供选煤厂生产补充用水，井下水处理站处理能力为300m3/h，处理采用混凝、沉淀、过滤、消毒等工艺，主要处理设备型号为YG-100 型，共四套，该系统供水管网采用枝状布置，经泵加压后供给。给水系统示意图如下：

（三）本矿井的排水主要来源于井下排水及生活污水。其中井下排水经处理后水质达到井下消防洒水、选煤厂生产补充用水和一级排放水质标准，作为水源重复使用；生活污水由工业场地排水系统集中至副井场地地面污水处理站经二级生物法处理后符合选煤厂生产补充用水和一级排放标准，处理设备型号为WSZ-10型，共二套，处理能力Q＝20m3/h。
（四）本矿井副井工业场地各建筑物和职工冬季取暖，采用集中供热，工业厂房采暖热媒为P＝0.2MPa的饱和蒸气，行政公共建筑采用95/70℃热水采暖。冬季井筒防冻采用P＝0.3MPa蒸气。副井工业场地设锅炉房1座，内设SHL6-1.25-A型蒸汽锅炉三台，夏季运行一台，冬季运行三台，副平硐冬季防冻耗热量为219.2×104W；排水平硐冬季防冻耗热量为237.8×104W，均由副井工业场地锅炉房专管供热。主井工业场地锅炉房由选煤厂统一考虑，采暖热媒为0.2MPa饱和蒸汽。但主斜井冬季防冻用热量由热风炉房提供，内设两台ZRG1.05/L型热风炉。风井场地通风机房采暖选用一台电制热采暖设备。
（五）工业场地各工业建筑和行政福利建筑基本上采用自然通风，对产生大量余热、余湿及其它有害气体的建筑物，设置机械通风换气，机械通风器选用T35-11系列轴流风机。
变电所控制室和通信机房设三台柜式空调机进行空气调节，其中二台型号为RF75WD，一台型号为KFRD-50LW/A型。
九、技术经济
1、劳动定员及劳动生产率
矿井设计生产能力2.40Mt/a，年工作日330天，原煤生产人员效率40t/工，全矿定员274人。详见劳动定员配备表1-3-5。
2、建井工期
依据井巷进度指标及施工队伍安排，井巷工程施工期为12个月，包括施工准备期1个月，安装试运转2个月，矿井建设总工期14个月。
3、矿井投资
矿井工程总投资为60728.49万元，吨煤投资为253.04元，其中井巷工程投资11269.06万元，土建工程投资5330.44万元，设备及工器具购置31005.57万元，安装工程5689.35万元，工程建设其他费用7434.07万元。

第二章 矿井通风

第一节 概 况

一、井田瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温情况
（一）瓦斯
根据地质报告中资料：
9号煤层甲烷（CH4）含量为0，CO2含量为0.08~0.18ml/g，平均为0.099 ml/g，C2-C8含量为0 ，N2含量为2.71~4.308 ml/g，平均为3.509ml/g，瓦斯含量平均为3.608 ml/g，属低瓦斯煤层。
10号煤层甲烷（CH4）含量为0～1.14 ml/g，平均为0.17ml/g，CO2含量为0.017～0.48ml/g，平均为0.23ml/g，C2-C8含量为0 ，N2含量为2.77～7.160 ml/g，平均为4.4ml/g，瓦斯含量平均为4.808 ml/g，属低瓦斯煤层。
11号煤层甲烷（CH4）含量为0～0.45 ml/g，平均为0.25ml/g，CO2含量为0.018～0.440ml/g，平均为0.258ml/g，C2-C8含量为0 ，N2含量为4.52～6.52 ml/g，平均为5.528ml/g，瓦斯含量平均为5.811ml/g，属低瓦斯煤层。
12号煤层甲烷（CH4）含量为0~0.05 ml/g，平均为0.025ml/g，CO2含量为0.090～0.330ml/g，平均为0.210ml/g，C2-C8含量为0 ，N2含量为3.72～6.010 ml/g，平均为4.865ml/g，瓦斯含量平均为5. 1ml/g，属低瓦斯煤层。
各可采煤层瓦斯分带均属于二氧化碳~氮气带，属于低瓦斯煤层。
另根据2005年度忻州市安全生产监督管理局以忻安监煤字[2005]163号文件关于2005年度河曲县（**煤矿周边）多家煤矿的瓦斯等级鉴定结果的批复。与**煤矿相邻的前麻地沟煤矿瓦斯绝对涌出量为0.14m3/min，相对涌出量为0.67 m3/t；CO2绝对涌出量为0.28m3/min，相对涌出量为1.35 m3/t；火山村煤矿瓦斯绝对涌出量为0.13m3/min，相对涌出量为0.38 m3/t；CO2绝对涌出量为0.9m3/min，相对涌出量为4.32 m3/t。
根据以上资料，可以确定本矿井为低瓦斯矿井。
（二）煤尘
井田内各煤层均具有爆炸危险性。
（三）煤的自燃性
井田内各煤层自燃倾向性为Ⅰ级即容易自燃。
（四）地温
全区未发现地温异常。

第二节 矿井通风

一、通风方式和通风系统
1、通风方式
根据本井田煤层埋藏较浅、瓦斯含量小、生产能力大的特点，矿井采用机械抽出式通风方式。
2、通风系统
矿井采用中央分列式通风系统。
全矿井利用主斜井、副平硐及排水平硐三个井筒进风，利用回风斜井回风，形成中央分列式通风系统。
二、风井数量、位置、服务范围及时间
矿井移交生产时共有4个井筒，其中3个进风井，分别为主斜井、副平硐及排水平硐；1个回风斜井。四个井筒服务范围为全井田，服务年限等同于矿井的服务年限。
三、采掘工作面及硐室通风
回采工作面和硐室采用全负压通风，掘进工作面采用局部扇风机通过风筒压入式通风。
四、井下通风设施及构筑物布置
为了保证矿井通风风流按拟定的路线流动，确保矿井安全生产，设计在有关巷道中设置了通风构筑物，设置情况如下：
1、在主要进、回风巷道之间的联络巷中设置双向风门，以免正常通风或反风时风流短路。
2、在工作面回风顺槽与胶带运输大巷和辅助运输大巷的立交处设置风桥；回风大巷与工作面进风巷立交之处设置风桥。
3、在独立通风硐室的回风道中和进风、回风巷道的尽头联络巷中设置了调节风门，在掘进顺槽与辅运大巷交叉处的顺槽中设置了风帘，以控制通风风量。
4、在废弃井巷与使用巷道的连接处的废弃井巷中和大巷之间不使用的联巷中，设置了双道密闭墙。
5、在主要风巷和采掘工作面中均建立测风站，以便准确地测定风量。
五、安全逃生途径
1、矿井安全出口设置及保证措施
矿井安全出口：矿井初期共布置四个井筒，其中主斜井井筒内铺设有行人台阶，副平硐、排水平硐、回风斜井可直接出入，当井下发生灾害时，这四个井筒均为井下通往地面的安全出口。
大巷安全出口：井下布置有辅助运输大巷、胶带大巷、回风大巷。各巷中人行道宽度在1m以上。一旦井下发生灾害时，各大巷均是井下通往井筒的安全出口。
工作面安全出口：在回采工作面的两端，分别布置有两条进风顺槽和一条回风顺槽。每条巷道中均布置了1.0m以上的人行道，一旦回采工作面发生灾害时可从两端的顺槽逃至大巷中。
综上所述，自回采工作面、掘进工作面到地面的各个环节，安全出口数量及设施满足煤矿安全规程要求，逃生途径畅通。
2、井下避灾路线
当井下发生瓦斯爆炸、火灾和水灾等重大事故时，为了保证井下所有工作人员的安全撤离，井下所有巷道及交岔口处必须有醒目的避灾线路标示牌，以便井下人员准确无误地安全撤离，减少不必要的人员伤亡。
(1) 当井下发生瓦斯爆炸和火灾时，必须首先佩戴好自救器，位于灾害进风侧的人员，迎风组织撤离，沿最短线路，迅速撤至地面。位于灾害回风侧的人员，选择最近贯眼，进入进风侧，迎风撤离至地面。
(2) 如地面风机反风，应选择相应的避灾路线，迎风撤至地面。
(3) 当井下发生水灾时，要先选择标高相对高的巷道，尽快撤离地面。如水已将道路封闭，应撤至上山头保存体力，等待救援，并设法与地面取得联系。
若回采工作发生火灾和瓦斯爆炸事故时，人员可由胶带运输顺槽（辅助运输顺槽）→辅助运输大巷（胶带运输大巷）→副平硐、排水平硐（主斜井）→撤出地面。
若回采工作面发生水灾事故时，人员可由胶带运输顺槽（辅助运输顺槽）→辅助运输大巷（回风大巷）→回风斜井→撤出地面。
矿井反风时工作面发生火灾及瓦斯爆炸时，应逆着新鲜风流方向避灾，具体路线为：回风顺槽→回风大巷→回风斜井→撤出地面。
井下避灾路线图见附图2-2-1。
六、通风设备及反风
（一）矿井风量、最大、最小负压和通风设备选型
矿井采用机械抽出式通风方式。
矿井所需风量：Qk=148m3/s；
矿井所需风压：通风容易时期：Hmin=1102.29Pa
通风困难时期：Hmax=2745.97Pa
根据矿井所需风量及风压，计入通风设备漏风损失及局部阻力后，选用FBCDZ54-8-№27防爆对旋轴流式通风机两台，一台工作，一台备用，满足矿井通风容易及困难时期矿井通风需要。
通风网络特性曲线方程：
通风容易时期：Hmin＝0.0539Q2；
通风困难时期：Hmax＝0.122Q2。
通风机运行工况参数见图2-2-2。
通风机运行工况点参数如下：
矿井通风容易时期：QM1=161.2m3/s， HM1=1401.3Pa，ηM1=67%，叶片角度βM1＝-6°，驱动电动机计算功率NM1=378.44kW。
矿井通风困难时期：QM2=157.4m3/s， HM2=3022.3Pa，ηM2=85%，叶片角度βM2＝0°，驱动电动机计算功率NM2=628.19W。
通风机配隔爆型电动机YBF系列，10kV 8极 2×450kW驱动。
风井工业场地设10kV配电室，两回10kV电源引自矿井工业场地35/10kV变电所10kV母线不同母线段，一回工作，一回备用。10kV配电室设两台所用变压器柜为风机房电动蝶阀及照明等低压380/220V负荷提供电源。
通风机房设置风机在线监测装置，用于实时监测风机运行轴承温度，电动机绕组温度，风量、负压等，确保风机安全可靠运行。
（二）反风方式、反风系统及设施
回风斜井采用通风机反转反风方式，其配套电动机选用可以满足反转运行技术要求的交流鼠笼电动机，选用装有正反开关的高压配电柜作为电动机的起动柜，控制通风机的起、停与反转。每台通风机反风风量大于正常供风量的40%。
由于本矿井首采区紧靠井底车场附近布置，采区准备巷道即为开拓大巷，因此设计考虑了全矿井的反风系统。该反风系统简单，操作方便，可确保井下任何灾变地点安全可靠地反风。
七、矿井风量、风压及等积孔
1、矿井风量计算
依据矿井的瓦斯相对涌出量及《煤矿安全规程》的要求，按采煤、掘进、独立通风硐室及其他地点实际需要风量总和的方法来计算矿井的总风量，经计算矿井总风量为148m3/s，其中：主斜井进风量为37.38m3/s，副平硐进风量为53.12m3/s，排水平硐进风量为57.50m3/s，回风斜井回风量为148m3/s。计算方法如下：
（1）按井下同时工作的最多人数计算
Q矿井=4×N×K矿通=4×81×1.2= 388.8m3/min=6.48m3/s
式中：Q矿进—矿井总进风量，m3/s；
N—井下同时工作的最多人数，人
4—每人每分钟供风标准，m3/s
K矿井—矿井通风系数，取1.2
（2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量之和计算
Q矿井=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×K矿通
式中：Q矿井——矿井总进风量，m3/s；
ΣQ采——采煤工作面实际所需风量的总和，m3/s；
ΣQ掘——掘进工作面实际所需风量的总和，m3/s；
ΣQ硐——硐室实际所需风量的总和，m3/s；
ΣQ其它——其它地点实际所需风量的总和，m3/s；
K矿通——矿井通风系数，取1.2。
①采煤工作面实际所需风量计算
a. 按照瓦斯涌出量采煤工作面实际所需风量计算如下：
Q采=100×q瓦采×K采通=100×3.4×1.6=544m3/min=9.1m3/s
式中：Q采——采煤工作面实际所需风量，m3/s；
q瓦采——采煤工作面瓦斯绝对涌出量（预测值），m3/min；
q瓦斯=2400000÷330÷24÷60×q相对
=5.1×0.67=3.4 m3/t
K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.6。
b. 按二氧化碳涌出量计算涌出量采煤工作面实际所需风量计算如下：
Q采=100×q二氧化碳×K采通=67×4.6×1.6=441.6 m3/min=7.4m3/s
式中：Q采——采煤工作面实际所需风量，m3/s；
q二氧化碳——采煤工作面瓦斯绝对涌出量（预测值），m3/min；
q二氧化碳=2400000÷330÷24÷60×q’相对
=5.1×0.9=4.6 m3/t
K采通——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.6。
c. 按工作面温度计算如下：
本矿井无地温热害，根据该地区井下实测资料，井下巷道温度一般不超过15℃，综采工作面加上设备的散热，环境温度11.4～16.9℃，一般不超过19℃。考虑工作面机械化程度较高，产量大，采煤工作面适宜风速取1.6m/s。
Q采=60•Vc•Sc•Ki
式中：
VC——采煤工作面适宜风速，取1.6m/s；
SC——采煤工作平均有效断面，取10m2；
Ki——工作面长度系数，取1.2；
Q采=60×1.6×10×1.2=1171.2m3/min=19.52m3/s,取Q采＝20m3/s。
d.按工作面同时工作最多人数计算：
Q采=4N
式中：
N——回采工作面同时工作的最多人数，N=25人。
Q采=4×25=100m3/min =1.7m3/s
e.按风速验算
按《煤矿安全规程》规定煤巷掘进工作面的风量应满足:
15SC≤Q掘≤240SC
15×SC=15×10=150m3/min=2.5 m3/s
240×SC=240×10=2400 m3/min=40 m3/s
Q采=30m3/s，符合风速要求。
经以上计算比较采煤工作面实际所需风量为30m3/s。再考虑50％的备用工作面风量为10m3/s，采煤工作面实际所需风量总和为：
ΣQ采=20+10=30 m3/s。
②掘进工作面配风量
a.按瓦斯涌出量计算：
Q掘 = 100×q掘×Kd/60＝100×2.2×1.8/60＝6.6 m3/s
式中：Q掘 ——掘进工作面实际需风量，m3/s；
q掘——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；
kd——掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取1.8。
b.按局部通风机的实际吸风量计算：
Q掘= Qt×I×kt
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；
Qt——掘进工作面局部通风机的实际吸风量；
本次根据所需供风距离和负压大小选用KDF-5和KDF-6.3型局部通风机。此局部通风机的实际吸风取最大量分别为300、450m3/min。
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台；
kt——防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.3。
则Q掘＝Qf×I×Kf=300×1×1.3＝390m3/min＝6.5m3/s，取7.0 m3/s
Q’掘＝Qf×I×Kf=450×1×1.3＝585m3/min＝9.75m3/s，取10 m3/s
c.按掘进工作面同时工作的最多人数计算：
Q采=4nc
式中：4——每人每分钟供给最低风量，m3/min；
nc——掘进工作面同时工作的最多人数，取10。
Q采=4×10=40m3/min=0.7m3/s，取0.7m3/s。
d.按风速验算
按《煤矿安全规程》规定煤巷掘进工作面的风量应满足:
15SJ≤Q掘≤240SJ
15×SJ=15×19.8=297m3/min=5.0 m3/s
240×SJ=240×19.8=4752m3/min=79.2 m3/s
Q掘=7m3/s, Q’掘=10m3/s,符合风速要求。
综合以上计算比较，每个综掘工作面配风量为7m3/s，连续采煤机掘进工作面需风量为10m3/s。掘进工作面总配风量：
Q掘=7×3+10= 31m3/s
③硐室配风量
矿井达到设计生产能力时，独立通风的硐室有：一个采区变电所，一消防材料库，配风量均按2 m3/s考虑，故硐室总配风量为4 m3/s。
④其他配风量
由于本矿井采用无轨胶轮车作为辅助运输，故其它地点的用风量相对较大，考虑到辅助运输设备作业时间的间歇性，实际需风量计算如下：
具体计算方法为第一台柴油机设备风量按5.4m3/min.kW；如果有多台设备运行时通风量为：第二台加单台的75％；第三台及以上各台分别加单台的50％的风量。设计按正常生产时井下同时运行12辆轻型自卸式胶轮车（功率71KW），一辆客货两用脚轮车（功率110KW），同时在井下运行时所需风量计算。
Q无轨= 71×5.4（1+75％+50％×8）+110×5.4×50％
=2980.8m3/min
=50 m3/s
由于无轨胶轮车需风量计算中已含有部分巷道的风量，因此，其它巷道需风量按8m3/s考虑。矿井其它用风点实际所需风量按58m3/s。故矿井总需风量为：
Q矿井=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×K矿通
=(30+31+4+58)×1.2
=148m3/s
上述方法计算结果，矿井需总风量为148m3/s。其中主斜井进风量为38m3/s，副平硐进风量为53m3/s，排水平硐进风为57m3/s，回风斜井回风量为156m3/s。
2、矿井风量分配
回采工作面：20m3/s；
备用工作面：10m3/s；
掘进工作面：7×3+14=35m3/s；
主变电所：2m3/s
消防材料库：2m3/s
其他巷道用风(包括无轨胶轮车所需风量)：79m3/s；
3、通风网络解算及负压计算
根据矿井开拓部署，绘制了矿井通风容易、困难时期的示意图，采用西安科技大学编制的通风软件，经计算机解算，矿井通风容易时期的负压为112.41 mmH2O (1102.29 Pa)，通风困难时期的负压为280.04 mmH2O (2745.97 Pa)。
通风容易时期和通风困难时期的通风总阻力计算见表2-2-1和表2-2-2。
矿井通风容易时期和困难时期通风系统详见图2-2-3、2-2-4。
4、等积孔计算
矿井通风等积孔采用下式计算
A = 0.38Q/H1/2
式中：A—— 矿井回风井等积，m2；
Q—— 回风井风量，m3；
H——回风井通风负压，mmH2O。
A = 0.38Q/H容1/2=0.38×148÷112.411/2=5.3m2
A = 0.38Q/H困1/2=0.38×148÷280.041/2=3.4m2
故矿井通风容易时期和困难时期均属小阻力矿井。
八、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析
1、矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施。
矿井采用机械抽出式通风方式，此方式使井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可减少采空区瓦斯涌出量，对安全十分有利。漏风量小，通风管理较简单，是国内外矿井最常用的一种方式。
矿井通风系统采用中央分列式，该系统具有通风线路短，通风阻力小，通风效率高的优点。
设计采用的通风方式和通风系统是目前国内外最常用、也是较先进的，能够满足矿井对通风参数的要求，保证矿井在设计范围内安全生产。
2、矿井开拓、采掘布置，风井数目，井筒装备和设施对安全的影响。
矿井设有三条大巷，其中两条进风兼运输，一条为专用回风巷；回采工作面设有三条顺槽，其中两条进风兼运输，一条回风，完全满足《规程》的规定，并且采区进回风巷贯穿整个采区，没有进、回风共用一条巷的现象。
矿井初期设三个进风井，一个回风井，主斜井装备带宽1400mm的钢绳芯胶带输送机，副平硐运行无轨胶轮车，排水平硐、回凤斜井不装备，各井筒对矿井通风效率基本无影响，能满足设计和生产的需要。
井下巷道布置简单，简化了通风系统，从而提高了通风系统的稳定性。
3、其它安全保证措施
矿井总进风量的配备，严格按照《规程》的规定，经计算后而确定的。采用先进的计算机程序对矿井的通风网络进行了解算，从解算结果可以看出，井下各个用风地点的风速均符合《规程》第101条规定，故不论矿井风量还是通风网络均能保证矿井安全生产。

第三章 粉尘灾害防治

第一节 粉 尘

根据2006年内蒙古煤田地质科研所对矿井内8号、9号、10号煤层采样进行的煤质检验报告，8号煤尘火焰长度为10mm，加岩粉量平均为55%，具有爆炸性；9号煤尘火焰长度为15mm，加岩粉量平均为40%，具有爆炸性；10号煤尘火焰长度为80mm，加岩粉量平均为65%，具有爆炸性。另根据勘探地质报告中：11号煤尘火焰长度为50～400mm，加岩粉量平均为53%，具有爆炸性；12号煤尘火焰长度为50mm，加岩粉量平均为20%，具有爆炸性；13号煤尘火焰长度为20～250mm，加岩粉量平均为33%，具有爆炸性。开采中应给予足够重视。
地质报告中，没有提及井下岩巷掘进时风流中游离SiO2的含量及浓度，矿方也未做这项工作，建议矿方在建井和生产过程中补做这项工作。本矿岩石巷道极少，大部分为煤巷。在采掘作业过程中会产生煤尘，煤尘和岩尘一样长期吸入，可导致肺病。因此应对其引起足够的重视，采取积极的防范措施，确保工作地点的粉尘浓度满足《煤矿安全规程》的规定。

第二节 防尘措施

一、防尘措施
井下主要生产粉尘的地点有：采掘工作面、运煤系统转载点以及胶带输送机巷等。为了保证矿工的身体健康，降低职业病的发生率，给井下工人创造一个良好的工作环境，设计采取了以下综合防尘措施和个体防护措施：
1、控制风速，经常检查采面及主要运输巷风速和设施，使风速在限制范围之内。
2、建立完善的井下喷雾洒水系统，对易产生尘源地点如采掘工作面、运输、储仓、装载点、卸载点进行喷雾洒水，防止粉尘传播。
3、定期清扫、冲洗巷道及易积尘死角，要求煤尘堆积厚度不大于2mm，连续堆积长度不大于5m。主要大巷定期刷浆。
4、加强个体防护，所有接触粉尘作业人员均配备防尘口罩及防尘安全帽。
5、矿井配备专职防尘人员和粉尘检测仪器，定期检测风流中粉尘浓度，超限时立即处理。
6、采掘工作面运输顺槽和回风顺槽安设风流净化水幕。
二、采掘工作面防尘、降尘措施
1、采煤机、掘进机必须保持有完好的内、外喷雾系统。内、外喷雾压力分别不小于2MPa和1.5MPa。
2、采掘工作面运输顺槽和回风顺槽安设风流净化水幕。
3、实行煤层预注水。采煤工作面配备煤层注水设备，对煤层进行采前预注水。
4、湿式作业。在建井和矿井生产过程中，岩巷掘进时应采用湿式钻眼、水炮泥，放炮前后喷雾洒水等。
三、煤层注水防尘
（一）设计依据
矿井初步设计中，为了降低回采工作面煤尘，设计对开采煤层进行采前预注水。首采区8号煤层，该煤层平均可采厚度4.73m，倾角一般小于10°，全区稳定可采，一般含2～6层夹矸，煤层中部比较稳定的一层夹矸岩性为浅灰色含水铝石高岭质粘土岩，厚度0.50～1.0m左右，为粘土矿层。煤层顶板一般为泥岩、粉砂岩或粉质砂岩。底板一般为粘土岩或泥岩，为粘土矿层。
8号煤层水份为1.95~6.77，平均4.16%。煤层及顶底板岩石的孔隙率、透水性、饱和含水率等参数，地质报告中未提供，建议今后补做这项工作。
根据有关规定，煤层水份小于4%时应采区注水措施，从以上数据可以看出，8号煤层仅局部地段需要注水，所以设计配备了注水设备。因地质报告中未划分出煤层水份小于4%的区域，故实际生产中注水地段根据掘进中实测的煤层含水率划分，对需要注水区域进行注水。其注水方式、注水参数详见下列内容。
（二）煤层注水防尘
1、注水方式选择
根据采区巷道布置和采煤方法，结合煤层特征，综采工作面煤层注水选用本煤层双向长钻孔注水方式，即在综采面顺槽超前工作面推进度一个月， 垂直煤壁，打长钻孔注水的注水方式。
2、注水参数的确定
根据煤层节理裂隙发育情况，工作面长度、注水时间和注水压力、注水钻机能力，确定钻孔长度为120m，双向孔总长为240m，钻孔角度与煤层角度基本一致。钻机选用MYZ-150型液压钻机，钻孔直径60mm。钻孔间距18m。
(1)钻孔孔长计算
L=（L1-M）/2
式中：L——钻孔长度，m；
L1——工作面长度，260m；
M——与煤层透水性和钻孔方向有关的参数，根据本矿井实际情况取20m；
则L=(260-20)/2=120m
(2)钻孔间距
B=2.5R=5h
式中：B——钻孔间距，m；
R——湿润半径，m；
h——巷道净高(注水工作面、回风巷)，3.60m；
则B=5×3.6=18m
实际生产中合理的钻孔孔长、钻孔间距应根据实际情况来调整。
3、封孔方式的选择及封孔长度的确定
封孔方式分为泥封孔和封孔器封孔两种，根据确定的注水方式和煤层特征，设计选用灌注水泥砂浆封孔方式。
封孔深度一般通过试验和生产实践确定，参照邻近矿井煤层注水的参数，暂按封孔深度10m考虑。矿井投产后再按生产实际进行调整。
4、注水系统的选择
注水系统分为静压注水系统和动压注水系统两类，鉴于本矿井煤层注水钻孔较长、注水压力较大，设计选用动压注水系统。注水泵型号为7BZ-100/150，注水泵流量4.5m3/h，压力15MPa。
（1）注水压力的确定
设计采用平压注水即注水压力小于上覆岩层压力，但大于煤层瓦斯压力。
煤层注水压力主要取决于煤的透水性。而煤层的埋藏深度、支撑压力状态、煤层裂隙及孔隙发育程度，煤的硬度和炭化程度等，对注水压力的大小也有一定影响，但地质报告中对8号煤层瓦斯压力、煤层的透水性、及上覆岩层压力、煤的孔隙率并未论述。因此只能按一般情况下，取煤层注水压力15 MPa。建议在矿井投产后进一步补充各煤层瓦斯压力、煤层的透水性、上覆岩层压力、煤的孔隙率等数据后，根据生产实际情况进行调整。
5、注水流量（或注水速度）与注水时间
（1）钻孔注水量的确定（按水分增加值）
Q=BLMγ（W1-W2）K
式中：Q——一个钻孔注水量，m3；
B——孔间距，m； 取18m
L——工作面长度，m；取260 m
M——煤层厚度，m；取4.73m
γ——煤容重，t/m3；取1.35 t/m3
W1——注水后要求达到的水分，%；一般取4%
W2——煤层原有水分，%；取1.95%
K——考虑围岩吸收水分、水的漏失和注水不均匀系数；取1.6
Q=18×260×4.73×(4%-1.95%)×1.6=726.1 m3
（2）矿井日注水量（按水分增加值）
QH=K1G(W1-W2)
式中：QH——矿井日注水量，m3/d；
G——矿井计划注水采掘工作面日产量，t/d；取7273 t/d
K1——注水系数；取1.6
W1——注水后要求达到的水分，%；一般取4%
W2——煤层原有水分，%；取1.95%
QH=1.6×7273×(4%-1.95%)=238.6 m3/d
注水流量与注水压力直接相关，由于缺少有关实验参数，注水压力暂无法确定，注水流量也无法计算，建议在矿井投产后取实测值。
（3）注水时间
注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止，注水煤体全面湿润的标志为湿润范围内煤壁出现均匀的“出汗”渗水。注水时间通常为7～10d。
6、注水设备及仪器
注水设备及仪器见下表3-2-1。
7、煤层注水水源
煤层注水水源取自井下消防洒水系统。
从综采面顺槽给水管网中接水管至注水泵站，将水注入储水箱中，注水泵从储水箱中吸水加压向煤层注水。
四、井下消防、洒水（给水）系统
井下消防洒水水源优先使用回用水，不足部分均由生活、生产用水供水水源与给水系统供给，由该系统高山水池（V＝1000m3×2）定压及调峰用水。管道由副平硐下至井底辅助运输大巷及胶带大巷、胶带运输顺槽及辅助运输顺槽、回风大巷等供巷道各用水点使用。井下消防洒水管路采用枝状管网，管材采用矿用供水管。管道敷设用管道支架固定在平硐及各巷道侧壁上，管道连接采用法兰。

井下消防布置原则：在副平硐及主斜井与大巷连接处，胶带运输大巷、辅助运输大巷、以及回风顺槽、进风顺槽与大巷连接处附近、消防材料库、水泵房和变电所等附近，均设置固定式消火栓，并在设置消火栓处同时存放L＝25m阻燃水龙带2条和DN25m、L＝50m胶带输水管1条及消火栓专用连接管件2套。另外在胶带巷每隔50m、轨道巷每隔100m设置带DN50闸门的三通1套，平时用于冲洗巷道，发生消防时可替代消火栓之用。
井下洒水器布置原则：在井下回采工作面、掘进头、输送机、溜煤眼、装卸载、转载处等地点分别设置圆锥形洒水器和鸭嘴形洒水器。综采机组及连采机实施内外喷雾；在胶带机机头处设一组自动水幕；在回风顺槽靠近出口及距工作面30-50m处各设一组手动水幕，胶带运输、轨道运输大巷及回风巷内各设两道手动水幕。
并在回风顺槽距工作面及靠近出口50m内，以及回风大巷进入回风斜井前巷道，各设一组风流净化水幕。并在胶带输送机机头处设自动喷水灭火装置。
回采工作面综采机组采用内外喷雾，煤炭装载时喷雾降尘，转载处洒水降尘。
为了减少采煤时煤尘产生量，考虑在煤壁两侧采用开采前预注水作业。
井下消防洒水装置系统，每天净工作时间：回采工作面按8-10h，掘进工作面按8h。井下消防流量按7.5L/s计算，每次火灾发生时，同时使用消火栓2个，每个消火栓流量按2.5 L/s计算，其它设备消防用水量为2.5L/s。
有关管道及设施布置见附图，图号为C1736-845G-1。

第三节 防爆措施

一、防爆措施
根据井田精查地质报告及邻近矿井资料，本矿井有煤尘爆炸危险，为确保矿井的安全生产，改善工人作业环境，保护工人的身体健康，采取以下防尘措施：
1、回采工作面配备注水设备，采取煤层预注水措施，以防止回采时煤尘飞扬。
2、必须及时清除巷道中的浮煤，清扫或冲洗沉积煤尘，定期撒布岩粉；定期对主要大巷刷浆。
3、矿井能应制定综合防尘措施，预防和隔绝煤尘爆炸措施及管理制度，并组织实施。矿井应每周至少检查1次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量是否符合要求。
4、井下设有完善的消防洒水管路系统，在运输巷、回风巷内设有隔爆水棚，在煤流的各转载点均设有洒水装置，以防止煤尘飞扬。
5、采煤机、掘进机均设内外喷雾洒水装置。
6、严格控制进、回风巷道的风速，特别是回采工作面和相应的回采巷道风速。
7、各机电峒室采用不燃性材料支护，配备消防器材；
8、严禁将烟火带入井下，严禁穿化纤衣服；
9、及时清理易燃物品，采用阻燃皮带、电缆、风筒。
二、井下电气设备及保护的选择
1、井下电气设备均选用隔爆型。
2、所有固定设备的峒室、配电室均设局部接地极，利用铠装电缆金属外皮和软电缆的接地芯线把分布在井下的接地体和移动体外壳连起来，与位于主、副接地极联接，构成井下接地网。
3、井下低压馈出线上均设检漏继电器或漏电闭锁继电器，与低压馈电总开关配合起漏电保护作用。磁力起动器具有失压、过载、短路、断相、漏电闭锁等功能。
4、井下不得带电检修、搬迁电气设备（包括电线和电缆）。检修或搬迁前，必须切断电源，并用同电源电压相适应的电笔检验，检验无电后，必须检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度在1%下时，方可进行导体对地放电。所有开关把手在切断电源时都应闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”牌。

第四节 隔爆措施

一、隔爆措施
根据井田精查地质报告及邻近矿井资料，本矿井有煤尘爆炸危险，为确保矿井的安全生产，设计在以下地点设置了隔爆水棚：
1、与井筒相联接的主要运输大巷和回风大巷等巷道中，设置主要隔爆棚；
2、相邻采区之间的集中运输巷道和回风巷道中，设置主要隔爆棚；
3、采、掘工作面进风、回风巷道中，设置辅助隔爆棚；
4、采区内的煤层掘进巷道中，设置辅助隔爆棚。
二、隔爆水棚
隔爆水棚设计采用充满水的水槽。
1、水槽的结构与选型
设计选用GS40-4A型水槽，其结构为：横断面为梯形，上宽570mm，下宽390mm，高210mm；纵断面亦为梯形，上宽510mm，下宽350mm，水槽全部为玻璃钢制品。
2、水棚的布置与计算
（1）布置方式及架设要求
水棚的布置方式为：架设高度不低于1.8m，棚距1.2-3.0m。水棚首架棚设置一般距爆炸地点距离为60～200mm。主要隔爆棚的棚区长度不小于30m，辅助隔爆棚的棚区长度不小于20m。水槽棚的水槽采用横向嵌入式安装。水棚距离巷帮不小于100mm，距巷道地面不小于1.8m；棚组内的各排水棚的安装高度一致；棚区处的巷道需要挑顶时，其断面积和形状应与其前后各20m长度的巷道保持一致。水棚设置在巷道的直线段内。
（2）水棚设置地点
根据采区巷道布置，设计共设置主要隔爆水棚13组，辅助隔爆水棚19组。隔爆水棚设置地点详见图3-4-1。
（3）每组水棚水量计算
每组水棚水量依下式计算：
G=g•s
式中：
G——总水量，kg；
g——每m2巷道需水量，kg/m2。主要隔爆水棚400L/m2，辅助隔爆水棚200L/m2。
S——巷道断面积，m2。大巷、回采巷道均按20m2。
胶带大巷主要隔爆水棚总水量G主=400×18.2=7280L。
辅助运输大巷、回风大巷主要隔爆水棚总水量G主=400×18.9=7560L。
+850水平大巷主要隔爆水棚总水量G主=400×14.4=5760L。
胶带、回风、辅助运输、掘进顺槽辅助隔爆水棚总水量G辅=200×19.8=3960L。
（4）单架水棚水量计算
主要隔爆水棚每架水棚设置水槽6个，单架水棚水量为40×6=240L。
辅助隔爆水棚每架水棚设置水槽5个，单架水棚水量为40×5=200L。
（5）水棚架数n
n=G/Gn
胶带大巷主要隔爆水棚n主=G主/Gn=7280/240=30.3架，取31架。
辅助运输大巷、回风大巷主要隔爆水棚n主=G主/Gn=7560/240=31.5架，取32架。
+850水平大巷主要隔爆水棚n主=G主/Gn=5760/240=24架。
胶带、回风、辅助运输、掘进顺槽辅助隔爆水棚n辅= G辅/Gn=3960/200=19.8架，取20架。
（6）水棚区长度L
式中：
L——水棚区长度，m；
n——水棚架数，架；
C——水棚间距，主要隔爆水棚取1.3m，辅助隔爆水棚取1.6m。
则：胶带运输大巷主要隔爆水棚区长度L主=30.3×1.3=39.5m
辅助运输大巷、回风大巷主要隔爆水棚区长度L主=31.5×1.3=41.0m
+850水平大巷主要隔爆水棚区长度L主=24×1.3=30.0m
胶带、回风、辅助运输、掘进顺槽辅助隔爆水棚区长度L辅=19.8×1.6=31.7m。
（7）水棚设置组数
胶带运输大巷、辅助运输大巷、回风大巷、+850水平大巷设置主要隔爆水棚，主要隔爆水棚共13组。
胶带、回风、辅助运输、掘进顺槽辅助隔爆水棚，辅助隔爆水棚共19组。
井下隔爆水棚组数及水量详见表3-5-1 3、水棚给水系统
水棚给水水源为井下消防洒水给水系统。在设有隔爆水棚的地点，均有井下消防洒水管路通过，管路每隔50m设有一支管和闸阀，管口配有消防接口及水龙带，水棚可由其给水或补水。

第五节 矿井地面生产系统防尘

一、主井生产系统和副井生产系统尘源及防尘系统简介
矿井地面粉尘的主要来源是工业场地锅炉房烟尘、SO2和煤炭生产、转运过程中产生的煤尘；煤炭汽车运输产生的煤尘和扬尘等。选煤厂以及相关部分未包括在本专篇之内。
在锅炉房的排烟系统设置GZT-6型高效胶硫除尘器三台，除尘效率达95-97％，胶硫效率为60％。烟囱高度H＝40m，上口直径D＝1.2m，可使锅炉房排放的烟尘浓度（146-163mg/Nm3＜200mg/Nm3）SO2浓度（658-735mg/Nm3＜900mg/Nm3）均小于《锅炉大气污染物排放标准》第Ⅱ时段二类区标准。
二、矸石系统防尘简介
本矿井矸石处置场地由选煤厂统一考虑。

第四章 瓦斯灾害防治

第一节 瓦 斯

根据2005年度忻州市安全生产监督管理局以忻安监煤字[2005]163号文件关于2005年度河曲县（**煤矿周边）多家煤矿的瓦斯等级鉴定结果的批复。与**煤矿相邻的前麻地沟煤矿瓦斯绝对涌出量为0.14m3/min，相对涌出量为0.67 m3/t；CO2绝对涌出量为0.28m3/min，相对涌出量为1.35 m3/t；火山村煤矿瓦斯绝对涌出量为0.13m3/min，相对涌出量为0.38 m3/t；CO2绝对涌出量为0.9m3/min，相对涌出量为4.32 m3/t。
另根据地质报告中资料：
9号煤层甲烷（CH4）含量为0，CO2含量为0.08~0.18ml/g，平均为0.099 ml/g，C2-C8含量为0 ，N2含量为2.71~4.308 ml/g，平均为3.509ml/g，瓦斯含量平均为3.608 ml/g，属低瓦斯煤层。
10号煤层甲烷（CH4）含量为0～1.14 ml/g，平均为0.17ml/g，CO2含量为0.017～0.48ml/g，平均为0.23ml/g，C2-C8含量为0 ，N2含量为2.77～7.160 ml/g，平均为4.4ml/g，瓦斯含量平均为4.808 ml/g，属低瓦斯煤层。
11号煤层甲烷（CH4）含量为0～0.45 ml/g，平均为0.25ml/g，CO2含量为0.018～0.440ml/g，平均为0.258ml/g，C2-C8含量为0 ，N2含量为4.52～6.52 ml/g，平均为5.528ml/g，瓦斯含量平均为5.811ml/g，属低瓦斯煤层。
12号煤层甲烷（CH4）含量为0~0.05 ml/g，平均为0.025ml/g，CO2含量为0.090～0.330ml/g，平均为0.210ml/g，C2-C8含量为0 ，N2含量为3.72～6.010 ml/g，平均为4.865ml/g，瓦斯含量平均为5. 1ml/g，属低瓦斯煤层。
各可采煤层瓦斯分带均属于二氧化碳~氮气带。
本井田内各煤层瓦斯含量均很低，生产中瓦斯涌出量很小，故本矿井属低瓦斯矿井。

第二节 防爆措施

一、预防瓦斯灾害的一般性措施。
1、回采工作面通风系统采用两进一回型，回采工作面顺槽采用三巷制，其中两进一回，以确保回采工作面的瓦斯安全释放。
2、矿井通风必须做到高效、稳定、连续，使井下各个地点瓦斯浓度等符合《规程》有关规定，及时处理局部积存的瓦斯，如回采工作面上隅角、冒落空硐等。
3、建立健全瓦斯检查监测制度，一经发现问题，立即处理，把事故隐患消灭在萌芽状态。
4、严格控制井下明火，彻底根除可能使瓦斯爆炸的条件。
5、为了防止瓦斯、煤尘爆炸事故扩大，回风井井口均设有防爆门。
二、预防瓦斯灾害的具体措施。
1、准确地测定矿井瓦斯含量和瓦斯涌出量，有的放矢地保证矿井安全生产，制定相应的防治瓦斯爆炸措施，更好地保证矿井安全生产。
2、防止生产过程中瓦斯浓度超限：通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法，矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》要求。矿井必须建立完善的瓦斯检测制度，所有采掘工作面每班至少应检测三次。采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯，特别是回采工作面上隅角等地点，应加强检测与处理。不用的巷道及时封闭。
防止工作面上隅角瓦斯积聚措施
(1)工作面通风有效、稳定和连续不断。
(2)保证工作面风流通畅。
(3)工作面上隅角安装瓦斯传感器进行监测、并加强管理。
3、瓦斯超限、积聚后的处理措施：
（1）采掘工作面及其他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。
（2）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0％时，严禁爆破。
（3）采掘工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
（4）采掘工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间积聚的瓦斯浓度达到2.0％时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
（5）对瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0％时，方可通电开动。
4、防止瓦斯引燃：严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。井下电气设备搬迁或检修前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验；确认无电后，方可进行导体对地放电。本设计井下选用的所有开关的闭锁装置均能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作。
井下普通型携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度1.0%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。
井下安监人员均配备有个体瓦斯检测设备。
5、采掘工作面均按《煤矿安全规程》的有关规定配备了矿井安全监测监控设备。
6、防止瓦斯灾害事故扩大：回风斜井井口设置有防爆门，以防冲击波毁坏风机。井下建立有完善的隔爆设施。
7、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、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甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪。
8、使用局部通风机的掘进工作面，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。
（1）局部通风机必须指定人员负责管理，保证正常管理运转。
（2）压入式局部通风机和启动装置，必须安在进风巷中，全风压供给该处的风量必须大于局部扇风机的吸入量。
（3）掘进工作面的局部通风机应采取三专（专用变压器、专用开关、专用电路）供电；也可以采用装有选择漏电保护装置的供电线路供电，但每天应有专人检查1次，保证局部通风机可靠运转。
9、井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接工作，如必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口方进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须指定安全措施，并遵守下列措施：
（1）指定专人在场检查和监督。
（2）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内，应是不燃材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。上述工作地点应至少有2个灭火器。
（3）在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。
（4）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%，只有在检查证明作业地点附近20m范围内的巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。
（5）电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查1h，发现异状，立即处理。
（6）煤层中未采用砌碹或喷浆封闭的主要硐室和主要进风大巷中，不得进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。
10、瓦斯安监系统：在采掘工作面以及与其相联接的上下顺槽中设置瓦斯报警仪，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室。在主要工作地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。此外，配备个体检测设备。
总之，矿井在生产和建设过程中，要对瓦斯引起足够的重视，严格执行《煤矿安全规程》之规定，采取一切必要的预防措施，避免灾害事故的发生。
三、供电设备防爆措施
本次设计井下电气设备按《规程》的要求选型，其保护措施主要有：
1、井下所有矿用隔爆型设备必须采用具有“MA”标志使用许可证厂家的产品，设备上必须有MA煤安标志。
2、井下电力网的短路电流小于其井下使用的控制用断路器的开断能力。
3、井下所有电机的控制设备，使用矿用隔爆型真空磁力起动器。磁力起动器具有失压、过载、短路、断相、漏电闭锁等功能。
4、井下低压馈电线上，装设带有漏电闭锁的检漏保护装置或有选择性的检漏保护装置。采掘工作面设甲烷传感器，瓦斯浓度达到1.5%时，必须切断电源，撤出人员，进行处理。煤电钻设有检漏、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止的煤电钻的综合保护装置，其综合装置在每班使用前进行1次跳闸试验。瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼。矿方须每天对低压检漏装置的运行情况进行一次跳闸试验。
5、矿井因停电和检修，主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏后，矿方必须制定恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施，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地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，符合《规程》的规定后，方可开动机器。
因临时停电或其它原因，局部通风机停止运转，在恢复通风前，首先必须检查瓦斯，证实停风区瓦斯浓度符合《规程》要求后，方可人工恢复局部通风机供风的巷道中一切电气设备的供电。
为了消灭井下引燃（爆）的火源所采取的防止瓦斯煤尘爆炸的措施如下：
1）加强电气设备管理，井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。井口和井口房不得从事电焊等工作，如果必须在井下主要峒室、主要进风巷和井口房内进行上述工作，必须制定有效的安全措施，经批准后方可进行施工。
2）井下和峒室内不准存放汽油、煤油和变压器油。井下使用的润滑油、棉纱和布头等，必须存放在盖严的铁桶内。并定期送到地面处理，不准乱放乱扔。严禁坑木等易燃品杂乱无章地堆积。
3）井下设消防洒水系统。
4）井下各巷道、峒室配备相应的消防器材。各类机电峒室设防火门，井下峒室一律采用不燃性材料支护。
5）井下所有人员按规程配带自救器。
6）班长以上人员下井时必须携带甲烷检测仪。
7）配备瓦斯报警矿灯。

第三节 隔爆措施

本矿井虽为低瓦斯矿井，但若局部通风不良、瓦斯积聚，很容易引起瓦斯爆炸。为保证矿井的安全生产，井下需设置隔爆水棚。隔爆水棚的具体设计详见第三章第四节。隔爆水棚设置地点详见C1736-150G-01

第五章 矿井防灭火

第一节 概 况

根据2006年内蒙古煤田地质科研所对矿井内8号、9号、10号煤层采样进行的煤质检验报告中：8号煤吸氧量为0.81，自燃倾向性为Ⅰ级即容易自燃；9号吸氧量为0.73，自燃倾向性为容易自燃；10号煤吸氧量为0.80，自燃倾向性为容易自燃。另根据勘探地质报告中：11号煤自燃倾向性为容易自燃；12号煤自燃倾向性为容易自燃；13号煤自燃倾向性为容易自燃。故各煤层均为容易自燃煤层，自燃发火期一般为3～4个月。
煤层自燃火灾主要发生在回采工作面采空区的氧化带，距离工作面切顶线一般20～45m，最大60～70m。其次是回采工作面上、下隅角。根据目前国内易自燃煤层综采工作面生产经验，对预防采空区浮煤自燃发火采用以注入氮气为主的防治措施；采空区一旦发生浮煤自燃火灾，采用以注氮气为主，同时采用凝胶封堵、撒布岩粉、均压通风、束管监测等配合的综合灭火措施。

第二节 开采煤层自燃预测及防治措施

一、预防井下火灾的措施
本矿初期开采的8号煤层为容易自燃煤层，设计采用移动式注氮防灭火系统和束管监测系统，具体如下：
（一）配备一套井下移动式膜分离制氮系统。
根据2006年内蒙古煤田地质科研所对8号煤的煤质检验报告及地质报告，本区各煤层自燃倾向为易自燃。
矿井自燃发火期较短而且煤尘具有爆炸性，采用氮气防灭火，氮气的隔爆作用、防灭火速度及可靠性是其它防灭火方法无法可比的，它特别适用于有煤尘爆炸危险和煤的自燃发火期较短的矿井。
基于以上分析，针对矿井的实际情况，决定采用氮气防灭火系统，确保矿井安全生产。
1、氮气防灭火
（1）氮气防灭火技术的要求
本矿氮气防灭火主要作用是对采空区进行预防性注氮，当采空区发生火灾时可进行灭火注氮。
（2）设计依据
根据2006年内蒙古煤田地质科研所的煤质检验报告及地质报告,本矿井各煤层均属容易自燃煤层。
（3）注氮工艺系统及设备
① 注氮系统
由于本矿井田范围大，采用井下移动注氮系统。
②制氮装置
选用两台MD-500井下移动式膜分离制氮装置，每台功率为190 kW。
③注氮工艺
拖管注氮：在工作面进风侧沿采空区埋设60m的Φ108无缝钢管作为注氮管，它的移动主要利用工作面的回柱绞车牵引，注氮管路岁工作面的推进而移动，使起始终埋入采空区内的一定深度。
④ 注氮方式
注氮方式从空间上分为开放式注氮和封闭式注氮；从时间上分为连续性注氮和间断性注氮。工作面开采初期和停采撤架期间，或因遇地质破碎带、机电设备等原因造成工作面推进缓慢，宜采用连续性注氮；工作面正常回采期间，可采用间断性注氮。
⑤注氮量
A、按产量计算
在单位时间内注氮充满采煤所形成的空间，使氧气浓度降到防灭火惰化指标以下，其经验计算公式为：
QN=[A/1440ρtn1n2]×（C1/C2-1）
式中：QN——注氮流量，m3/min；
A——年产量，t；
t——年工作日，取330d；
ρ——煤的容重，t/m3；
n1——管路输氮效率，%；
n2——采空区注氮效率，%；
C1——空气中的氧浓度，取20.8%；
C2——采空区防火惰化指标，取7.0%。
则QN=[2400000/1440×330×90%×80%]×（20.8%/7.0% -1）
=10.24 m3/min
B、按采空区氧化带氧浓度计算
将采空区氧化带内的原始氧气浓度降到防灭火惰化指标以下，按下式计算
QN=[（C1- C2）QV]/(CN+C2-1)
式中：QN——注氮流量，m3/min；
QN ——采空区氧化带的漏风量，m3/min；
C1——采空区氧化带内原始氧浓度（取平均值）；
C2——注氮防火惰化指标，取7.0%；
CN——注入氮气中的氮气浓度。
则：QN=[（13%-7%）×8.0]/（97%+7%-1）=12m3/min
取A、B计算结果的最大值12 m3/min，结合矿井实际情况取1.2的安全备用系数，采空区防灭火时的最大注氮量为14.4m3/min。
设计选用两台MD-500型井下移动式膜分离制氮装置，每台功率为190kW，产氮量为：1000 m3/h。
⑥注氮堵漏
回采工作面采至停采线时，在废弃顺槽巷道中及时打永久密闭的措施，有效防止氮气的泄漏。永久密闭采用实心砖或混凝土块砌成，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹上砂浆。
若巷道墙面及密闭墙面受采动影响出现裂缝，需及时采用凝胶堵漏剂封堵裂缝，及时防止氮气的泄漏。凝胶堵漏剂成分为煤粉灰30%、水玻璃3%、铝酸钠1.5%、其余为水。采用注水钻及型号为ZJB-Ⅰ的注浆泵。在墙体裂缝周围使用注水钻打钻，利用注浆泵将凝胶堵漏剂注入墙体内，利用凝胶堵漏剂将裂缝堵实严密。
⑦注氮气体监测
采空区应同时预埋束管监测探头，在注氮管或支管分叉处必须设置观察点。为了考察注氮的流向及分布，可借助施放SF6示踪气体加以检测。
（4）安全管理
① 在注氮过程中，工作场所的氧浓度不得低于18.5％，否则停止作业并撤除人员，同时降低注氮流量或停止注氮，或增大工作场所的通风量。
② 制氮设备的管理人员和操作人员，须经理论培训和实际操作培训，考试合格，才能上岗。
③ 采空区进行注氮防火或对火区进行注氮灭火时，应编制相应的安全技术措施，并经矿总工程师审批后，方可实施。
④ 采用注氮防灭火的矿井，应建立制氮设备的操作规程，工种岗位责任制和注氮防灭火管理暂行规定等规章制度。
⑤应建立和健全注氮防灭火台账。
（5）回采工作面采空区注氮
当自然发火危险主要来自回采工作面的后部采空区时，应该采取向本工作面后部采空区注入氮气的防火方法。应将注氮管铺设在进风顺槽中，注氮释放口设在采空区中，注氮管的埋设及氮气释放口的设置应符合以下要求：
① 氮气释放口应高于底板，以90度弯拐向采空区，与工作面保持平行，并用石块或木垛等加以保护。
② 氮气释放口之间的距离，应根据采空区“三带”宽度、注氮方式和注氮强度、氮气有效扩散半径、工作面通风量、氮气泄漏量、自然发火期、工作面推进度以及采空区冒落情况等因素综合确定。第一个释放口设在起采线位置，其它释放口间距以30m 为宜。注氮口间距为50m。
③ 注氮管采用单管，管道中设置三通。从三通上接出短管进行注氮。
在日常管理中，应注意下列问题。
④注氮量的多少，应根据采空区中的气体成分来确定，以距工作面20m处采空区中的氧浓度不大于10﹪作为确定的标准。如果采空区中CO浓度较高(>50ppm)，或者工作面CO浓度超限，或出现高温、异味等自燃征兆，都应加大注氮强度。
⑤合理设置监测传感器，加强对采空区、工作面和回风槽中O2、N2和CO的监测；同时，由瓦斯检查员随时对工作面及其回风顺槽的O2、CO和CH4浓度进行检查，要保证工作面风流中的氧气浓度。发现工作面氧气浓度降低，应暂停注氮或减少注氮强度。
⑥ 注入氮气的纯度不得低于97﹪。
⑦ 第一次向采空区注氮，或停止注氮后再次注氮时，应先排出注氮管内的空气，避免将空气注入采空区中。
（6）工作面相邻采空区注氮
工作面回采过程中，当自然发火的危险不是来自于本采空区，而是相邻回来工作面的采空区时，对其相邻采空区应采用旁路式注氮防火，以保证本工作面的安全回采。旁路式注氮就是在工作面与采空区相邻的顺槽中打钻，然后向已封闭的采空区插管注氮，使之在靠近回采工作面的采空区侧形成一条与工作面推进方向平行的惰化带。
（7）防止采空区氮气泄漏的措施
采空区漏风状态决定了氮气在采空区内的滞留时间，同时也决定着间歇式注氮时的注氮周期。采空区的漏风强度越小，两次注氮的间歇时间就越长，此时的注氮效果好且比较经济。因此，采取措施减少采空区氮气泄漏也是提高采空区注氮效果的有效途径。
本矿防止采空区漏风的主要措施是直接堵漏措施。采空区直接堵漏措施是及时密闭，堵绝氮气泄漏。同时注意及时回填地表采空区、塌陷裂缝，减少采空区漏风。
(二) 巷道支护防火
在煤层中布置的开拓、准备巷道，采用锚喷支护，可减少煤层暴露面积，对防止煤壁裂隙处及高冒区煤炭自燃有利。还须及时做好采空区、废弃巷道的密闭工作以及及时撒布岩粉。
(三) 完善仪器、仪表
设计配备了两套GC-4008型煤矿专用气相色谱仪，一套ASZ-2型矿井火灾预报束管监测系统，以及氧气测量报警仪、多种检定器等设备，可人工巡回检测气体组份，为防止煤层自燃提供了手段。
(四) 其它综合措施
1、对通风机经常进行性能测定，掌握其特性，并随着季节变化及时调整主通风机工况，确保用风地点供风稳定、合理。
2、工作面采完后，及时密闭，堵绝漏风。
3、工作面下隅角张挂风帘，阻止向采空区漏风。采用SF6气体示踪技术，查找采空区漏风通道，并及时堵漏和增大漏风通道风阻。
4、加快工作面推进速度，井下巷道均采用不燃性材料支护

第三节 井下外因火灾防治及装备

一、电气事故引发的火灾防治措施及装备
根据生产经验，外因火灾主要发生在采掘机械化程度较高的矿井。发火点多为机电硐室、电缆、胶带输送机及采掘设备等以及井下风流畅通的工作地点。按照本矿实际，设计采取了如下措施：
（一）井下机电设备峒室防火措施
矿井初期井下主要机电设备硐室有8号层主变电所和主水泵房。设计对其采取的防火措施如下：
(1) 机电设备硐室均采用锚喷支护。
(2) 主变电所和主排水泵房通向辅助运输大巷的通路中均设有密闭门和防火栅栏两用门。
(3) 在机电设备硐室内按规定配备了消防器材，见表5-3-1。

(4) 加强管理，及时清理机电设备硐室内的可燃物，消灭事故隐患。
（二）井下电气设备的防火措施
所有进入井口内的金属部分（如铠装电缆的金属外皮等），均应做不少于2处的可靠接地。接地电阻均应小于5Ω。
为确保安全，在井下所有固定设备的峒室、低压配电点、铠装电缆接线盒等地均设局部接地极，并利用铠装电缆的金属外皮和软电缆的接地芯线把分布在井下的接地体和移动设备外壳连接起来，并和设于副平硐井底附近的主、副水仓中的主、副接地极——镀锌钢板相联接，构成井下接地网。井下低压馈出线上，均装设检漏继电器，与低压馈电总开关配合，起到漏电保护和漏电闭锁的作用。
（三）井下电缆全部采用煤矿专用阻燃电缆。井下橡套电缆沿井筒、巷道壁设电缆挂钩敷设，电缆挂钩间距小于等于3m。电力电缆与通信和信号电缆分挂在井巷的两侧。胶带运输巷行人侧敷设，高于1.8m。非行人侧敷设，高于胶带机0.3m。
（四）井下电气设备的各种保护
PBG500DY-10型矿用隔爆型高压真空配电装置具有过载、短路、欠压、过压、漏电及漏电闭锁、电网绝缘状态显示、高低压电器联锁、温度报警等功能。
KBZ型矿用隔爆型真空馈电开关具有过载、短路、欠压、失压保护，三相对称性漏电保护、选择性漏电保护及漏电闭锁保护等功能。
井下电动机控制设备选用QJZ型矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器和QBZ型矿用隔爆型真空电磁起动器。
QJZ型矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器采用单片机控制与保护，具有过载、短路、断相、失压、漏电闭锁保护、过电压吸收及相应的故障显示、电源运行联控等工作状态显示。
QBZ型矿用隔爆型真空电磁起动器采用JDB型电动机综合保护器，具有过载、短路、断相、失压、漏电闭锁保护功能。
（五）井下不得带电检修、搬迁电气设备（包括电线和电缆）。
检修或搬迁前，必须切断电源，并用同电源电压相适应的电笔检验，检验无电后，必须检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度在1%下时，方可进行导体对地放电。所有开关把手在切断电源时都应闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”牌。
二、其它火灾的防治措施及装备
（一）防止地面雷电波侵入井下
（1）由地面直接入井的轨道、露天架空引入（出）管路，都必须在井口附近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。
（二）胶带输送机着火的防治措施及装备
井下带式输送机电机选用防爆电动机。
井下带式输送机所用介质液选用非燃性液体。
井下带式输送机选用阻燃、抗静电输送带，满足MT147-95标准要求。
托辊的非金属材料零部件和包胶滚筒的胶料均选择阻燃型，应满足MT147-95标准的要求。
胶带输送机设烟雾升温报警装置，以免因烟雾和升温引起着火。
在胶带输送机机头处设有自动洒水灭火装置。
（三）其它火灾的防治措施及装备
本矿井地面设有完善的消防设施，以防止地面明火引发井下火灾。地面消防给水与生活、生产给水共用水源与给水系统。地面同一时间内火灾发生次数按一次计算，火灾地点按综产设备库考虑，最大 消防流量50L/s，火灾延续时间为3h，一次消防用水量为540m3，消防用水储存在高山清水池中，消防用水补充时间为48h，高山清水池V=1000m3二座。
消防采用常高压制，平时及消防用水均由高山清水池供给，消防主管道呈环状布置。室外消火栓采用地下式。消火栓间距不大于120m，消防保护半径不大于150m，工业场地所有地面建筑均在消防环状管网及消火栓保护范围之内，确保工业场地地面建筑物及堆场的消防安全。矸石山位于工业场地之外，远离进风井筒井口，不会对井下生产造成威胁。
井口房采用不燃性材料建筑，副平硐、排水平硐井口均设有防火门，主斜井井口房设防火装置，均可及时阻止地面明火入井。
井口设有消防材料库，建筑面积为100m2。并按规定配备了消防器材，详见表5-3-2。







三、井下防火构筑物
井下主要巷道及联络巷均设置了防火铁门，在变电所、水泵房均设置有防火栅栏两用门；在辅运大巷和回风大巷间有消防材料库，并在消防材料库内按《矿井防灭火规范》（试行）储存了防灭火器材和工具。详见表5-3-3。





四、井下消防洒水系统
井下消防洒水水源优先使用回用水，不足部分均由生活、生产用水供水水源与给水系统供给，由该系统高山水池（V＝1000m3×2）定压及调峰用水。管道由副平硐下至井底辅助运输大巷及胶带大巷、胶带运输顺槽及辅助运输顺槽、回风大巷等供巷道各用水点使用。井下消防洒水管路采用枝状管网，管材采用矿用供水管。管道敷设用管道支架固定在平硐及各巷道侧壁上，管道连接采用法兰。
井下消防布置原则：在副平硐及主斜井与大巷连接处，胶带运输大巷、辅助运输大巷、以及回风顺槽、进风顺槽与大巷连接处附近、消防材料库、水泵房和变电所等附近，均设置固定式消火栓，并在设置消火栓处同时存放L＝25m阻燃水龙带2条和DN25m、L＝50m胶带输水管1条及消火栓专用连接管件2套。另外在胶带巷每隔50m、轨道巷每隔100m设置带DN50闸门的三通1套，平时用于冲洗巷道，发生消防时可替代消火栓之用。
井下洒水器布置原则：在井下回采工作面、掘进头、输送机、溜煤眼、装卸载、转载处等地点分别设置圆锥形洒水器和鸭嘴形洒水器。综采机组及连采机实施内外喷雾；在胶带机机头处设一组自动水幕；在回风顺槽靠近出口及距工作面30-50m处各设一组手动水幕，胶带运输、辅运运输大巷及回风巷内各设两道手动水幕。
并在回风顺槽距工作面及靠近出口50m内，以及回风大巷进入回风斜井前巷道，各设一组风流净化水幕。并在胶带输送机机头处设自动喷水灭火装置。
回采工作面综采机组采用内外喷雾，煤炭装载时喷雾降尘，转载处洒水降尘。
为了减少采煤时煤尘产生量，考虑在煤壁两侧采用开采前预注水作业。
井下消防洒水装置系统，每天净工作时间：回采工作面按8-10h，掘进工作面按8h。井下消防流量按7.5L/s计算，每次火灾发生时，同时使用消火栓2个，每个消火栓流量按2.5 L/s计算，其它设备消防用水量为2.5L/s。

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
（一）水文地质资料
1、矿井水文地质类型及变化规律
本矿区8～13号西部煤层部分面积低于黄河水位，并低于奥灰水位，井田内可采煤层的充水因素主要是煤层以上碎屑岩裂隙含水层，虽然有部分煤层低于奥灰水水位之下，但其突水系数均小于临界突水系数0.06 MPa/m，一般不会发生突水问题。本矿8至12号煤层的矿床水文地质类型为二类一型，即以裂隙充水为主的水文地质条件简单的矿床，13号煤为简单至中等。
2、断层、裂隙、陷落柱等构造的导水性
矿区内地层产状平缓，褶皱构造不太发育，地层倾向290°～310°，倾角一般小于5°，为一向北西缓倾的单斜构造，断裂构造只在矿区外围西南部较为发育，由几条近于平行的张性及略带扭性的断层组成地堑与地垒。张性断层导水性良好，有两条延伸至黄河，汇集地下水，勾通了各含水层之间及黄河与地下水的水力联系，但在本区内未揭露断裂构造，因此本区西南部的水文地质条件可能较为复杂，其它部分由于断层不发育，裂隙也相应地不及南西部发育，裂隙含水层的富水性相对较弱。
3、主要含水层水位标高和单位涌水量等参数特性及主要隔水层分布
A、各含水层水位标高、富水性、渗透系数、单位涌水量等参数特性
含水岩组：
（1）奥陶系中统上马家沟组碳酸岩溶裂隙含水岩组
在矿区南东部，和塔村以东沿县川河一带见有出露，主要岩性为白云质灰岩，泥质灰岩、灰岩，其中发育不均匀的岩溶裂隙，地下水较为丰富。本区为天桥泉域的迳流区。 ZKL1105孔深71m见马家沟灰岩，揭露厚度75.55m，孔径91mm，水位深88.28m（标高845.78m），降深0.03m，涌水量58.75m3/d，单位涌水量22.67L/s.m；第一水文地质队在旧县海潮寺附近施工的S9孔揭露马家沟组灰岩275.2m，孔深300m，口径130～110mm，水位埋深55.0m（标高843.46m）降深0.24m，涌水量616.03m3/d，单位涌水量29.71m3/d。水质类型为HCO3-Ca、Mg型，矿化度小于0.5m/L。总硬度14.0德度，水温13.5℃。
（2）石炭系太原组碎屑岩及碳酸盐溶裂隙含水层组
为泥岩、粉砂质泥岩、煤层、砂岩、灰岩等。主要含水层为砂岩及灰岩，砂岩有两层，一层为太原组底部中粗粒砂岩，厚2～18m，另一层为太原组上部9号煤与10号煤层中间的砂岩透镜体，分布在杨家沟附近，其中ZKL405～ZKL411孔间呈带状分布，长1400m，宽200m；ZKL705～ZKL708孔和ZKL806～ZKL808呈椭圆状，长800m，宽400m，最大厚度13.69m。灰岩有三层，从下至上分别为本溪组顶部L1灰岩，与太原组底部砂岩为一个含水层（组）。节理裂隙较发育，但因各含水层夹在泥岩、粘土岩中，补给条件差，含水性弱，钻孔单位涌水量q＝0.015L/s.m；ZKM708孔降深25.28m，单位涌水量0.008 L/s.m；ZKM301孔降深39.90m，单位涌水量为0.003 L/s.m。在局部地形和构造有利地段，地下水具承压性，如ZKL408孔水位高出含水层顶板。泉水流量0.5～3.2 L/s。
本溪组主要岩性为泥岩、铝土质岩、粘土岩等，其中夹岩溶不发育的生物碎屑灰岩，为隔水岩组。
（3）二叠系碎屑岩裂隙含水岩组
分布普遍，以砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层等为主。
含水层为山西组（P1s）底部的含砾中粗粒砂岩和8号煤层上部的砂岩，厚度0.6～27.07m，涌水量52.7m3/d，单位涌水量0.144L/s。据ZKM301钻孔对该含水层抽水试验，涌水量极小，该组泉水出露较多，流量0.05～0.45L/s，小伍村沟内9号老窑顶板为P1s砂岩，据调查因窑内水大而停采，现窑口仍有地下水流，流量0.22L/s。水质类型为HCO3-Ca、Mg型，矿化度小于0.5g/L，总硬度25.0德度，水温9.5℃。
（4）新第三系上统砾岩孔隙、裂隙含水岩组
上部岩性为红色粘土，为隔水层。下部为半胶结砾岩，砾石粗大，分选性、磨圆度好，胶结疏松，孔隙率大，并有开张性、延伸性较好的大裂隙，导水性良好，但补给来源少，富水性不强，泉流量一般为0.05L/s左右。
（5）第四系上更新统马兰组黄土孔隙含水层
矿区内分布着大面积的黄土，在和其下部第三系红土的接触面上常有泉水出露，富水性较差，一般单泉流量为0.01～0.05L/s。
（6）第四系全新统冲积物孔隙含水层
只在矿区北西部、南部边缘的沟谷中有小面积出露，为黄河一级阶地区，主要岩性为砂砾石层，富水性较好。
B、井田隔水层分布厚度、岩性组合、阻水和抗水能力及变化规律
（1）第三系上新统上部隔水层
主要由棕红色粘土、亚粘土组成，区内分布广泛。
（2）8号煤层顶、底板隔水层
8号煤层顶板为泥岩和砂质泥岩等，厚度3～10m，底板亦为泥岩、粘土岩，厚2～4m，分布稳定性较好。
（3）9号煤层底板隔水层
9号煤底板为泥岩、砂质泥岩，厚度较大，比较稳定，是较好的隔水层。
（4）石炭系中统本溪组隔水层
主要由泥岩、铁铝岩、粘土岩等组成，厚度较大且非常稳定，区内稳定的隔水层。
4、主要含水层补给来源和与地表水的联系
松散层中地下水主要靠大气降水的渗入补给，在黄河漫滩及阶段接受大气降水补给外，黄河水的补给也很重要，松散层中地下水的径流、排泄受地形制约，由于地形切割严深，地下水径流距离短，多就近排泄于沟谷中形成小泉水，部分被蒸发。
石炭、二迭系砂岩裂隙水在其岩石裸露地区，直接接受大气降水的入渗补给，沿倾向在各自的层间裂隙中运动。石炭、二迭系地层倾向为NW向，倾角小于5°，水力坡降3-6%，当沟谷中切割破坏含水层时，形成泉水排泄于沟谷之中。
另外从ZKM301钻孔提水试验中发现，在9号煤层以上位下降很快，当动水位降至低于黄河最高洪水位后，水位下降速度骤减，初步分析，黄河水与石炭二迭系下部含水层中的地下水有一定水力联系。
奥陶系灰岩岩溶裂隙水主要补给来源是大气降水，就本勘探区而言，位于区域岩溶裂隙水的径流一排水区，地下水由北向南径流，水力坡降较缓仅0.8‰，在天桥一带的黄河谷是岩溶裂隙水的排泄区。
（二）矿井正常水量及最大涌水量
根据勘探报告中资料，矿井正常涌水量为16.4m3/h，最大涌水量为31.4m3/h。
（三）小窑及老空积水
**井田是由原9个煤矿整合而成，各个煤矿都各自有坑口都有一定的采空区。勘探报告中对老窑进行了调查，发现采空区存在少量积水、积气现象。因此在开采煤矿时一定要在采空区周围留设足够的保安煤柱，以防老窑积水、积气涌入矿井造成危害。在矿井在建设和开采过程中应预先探明井田内的小窑、老空的积水积气情况，严格执行安全规程 “有疑必探，先探后掘(采)”的原则，遇有异常情况必须立即采取有效措施，防止事故的发生。还应不断收集水文地质资料，为矿井安全生产提供可靠保障。
二、水患类型及威胁程度
矿井主要水患奥灰水、黄河水、采（老）空积水突入。
1、本矿区西部煤层（13号）部分区域低于黄河水位，并低于奥灰水位，存在突水危险性。奥陶系灰岩与最下部煤层间是一套泥岩、灰岩、砂岩及铝土质岩地层，厚度约30～50m，其中灰岩裂隙、溶隙不发育，为隔水层。因此，煤层底板的隔水性能较好。
奥陶系灰岩中地下水较为丰富，水头高约845m，据8、9、10、11、12、13号煤层底板等高线图及资源储量估算图，各煤层底板标高在西部最低为730～800m，各煤层底板标高均低于奥陶系岩溶裂隙静水位。而奥陶岩溶静水位高于13号煤层最低底板标高115m。据勘探报告中奥陶系灰岩与下部煤层间是一套泥岩、灰岩、砂岩及铝土质岩地层，厚度约30～50m，其中灰岩裂隙、溶隙不发育，为隔水层。因此煤层底板的隔水性能较好。根据勘探报告中资料，井田内可采煤层8-13号的充水因素主要是煤层以上碎屑岩裂隙含水层，虽然有部分煤层低于奥灰水水位之下，但其突水系数均小于临界突水系数0.06 MPa/m，一般不会发生突水问题。设计按《矿区水文地质工程地质勘探规范》中突水系数计算公式对13号煤层突水系数进行验算：
按公式T=P/（M-Cp） 计算出的突水系数，其中
T——突水系数（MPa/m）；
P——隔水层承受的水压（MPa），
P=115×9.8÷1000=1.127MPa；
M——隔水层厚度（m），M=30~50m，按最小30m计算；
Cp——采矿对底板扰动破坏厚度（m）]，Cp=15m；
代入式中：
T13= 1.127/（30-15）=0.075
故井田内13号煤最大突水系数为0.075MPa/m，小于正常块段地突水系数0.15MPa/m，但大于不正常块段地层突水系数0.06MPa/m，如果在该区域有断层等地质构造，开采13号煤层可能存在底板突水威胁，应加强探放水工作。
2、黄河沿井田西边界外通过，根据勘探报告，黄河在井田范围内最高水位为+850m，设计以13号煤最低水平+740进行了黄河透水危险性估算。井田内无导水构造，按挡水墙稳定性理论进行估算，经过计算只要保护煤柱宽度≥54m，就不会有透水危险；按挡水墙底部抗滑移力进行估算，经过计算只要保护煤柱宽度≥120m，就不会有透水危险。黄河与井田边界平均距离150m左右，加上设计对绕井田西部、南部边界内的阴塔至火山矿的铁路专用线和韩河公路留设的保护煤柱，则在井田西边界和黄河之间就有柱200~300m煤柱，作为黄河的保护煤柱。所以只要井田内没有大的导水构造，就不会有透水危险。
根据勘探报告，井田内断裂构造只在矿区外围西南部较为发育，由几条近于平行的张性及略带扭性的断层组成地堑与地垒。张性断层导水性良好，井田外有两条延伸至黄河，汇集地下水，勾通了各含水层之间及黄河与地下水的水力联系，但在本井田内未揭露断裂构造，因此本区西南部的水文地质条件可能较为复杂，其它部分由于断层不发育，裂隙也相应地不及南西部发育，裂隙含水层的富水性相对较弱。
3、**井田是由原9个煤矿整合而成，各个煤矿都各自有坑口都有一定的采空区。勘探报告中对老窑进行了调查，发现采空区存在少量积水、积气现象。设计均按老空区存在积水积气情况留设了保护煤柱，保护煤柱范围内不得开采，矿井投产前必须调查清楚老空区积水、积气情况，并把积水范围及水头高度绘制在采掘平面图上。因此在开采至采（老）空区附近时，要预先进行探防水，以防导通老窑积水、积气涌入矿井造成危害，待确认无突水危险时再开采。
三、矿井水文安全条件评价
1、水文地质类型及可靠性评价
井田内可采煤层8-13号的充水因素主要是煤层以上碎屑岩裂隙含水层，虽然有部分煤层低于奥灰水水位之下，但其突水系数均小于临界突水系数0.06 MPa/m，一般不会发生突水问题。本矿8至12号煤层的矿床水文地质类型为二类一型，即以裂隙充水为主的水文地质条件简单的矿床，13号煤为简单至中等。
**井田位于**详查区范围内，西部位于火山～猫儿沟井田精查区内，东南部位于1号露天精查区内，北邻上榆泉井田，地质报告系在**详查区地质报告的基础上，结合其它精查区的地质资料和老窑及生产小窑的调查资料而进行编制的。井田范围内有河曲县地方小煤矿9座，分别开采8号、9号、13号煤层，小煤窑分布在井田西部、南部、东部的零头带及中北部沟谷两侧，这些小煤窑送巷、采掘过程，对井田的勘探程度起到了补充作用。与此同时，相应地进行了水文地质工作，水文地质基础资料综合了井田及外围有关各阶段水文地质工作量，比较可靠。
2、水文地质勘探程度及存在问题
水文地质勘探基本探明了井田内含水层层数、岩性、富水性、补给来源、各层间水力联系等，但对隔水层岩性、隔水能力、含水层水质、各含水层赋存规律、其它断层导水性、矿井涌水量等论述均不充分，缺乏必要的参数，特别是对老空区积水范围、积水量未明确。故对矿井水文地质还应做进一步的工作。

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
本矿8至12号煤层的矿床水文地质类型为二类一型，即以裂隙充水为主的水文地质条件简单的矿床，13号煤为简单至中等。开拓工程除井筒和部分井底部分硐室外均沿8号煤层布置，所有井筒根据检查钻孔资料，均未穿过不良地层，根据勘探报告中资料，8号煤层基本不受含水层的突水威胁。
二、综合防治措施
（一）综合防治技术
贯彻执行国家煤监局提出的煤矿水害防治“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的十六字原则和“防、堵、疏、排、截”五项综合治理措施。
“预测预报”是要在查清矿井水文地质条件的基础上，对矿井生产区域的地质构造情况、水害类型等进行分析，提出预防处理水害的措施。“有疑必探，先探后掘”是水害防治的关键，在“预测预报”工作的基础分析可能构成水害威胁的区域，采用钻探、物探、化探等综合技术手段查明水害隐患，提出水文地质分析报告，确保井下采掘安全。“先治后采”是对排查的水害隐患，必须先治理后开采。
“防、堵、疏、排、截”其基本技术要求是：合理留设各类防水煤柱，注浆封堵具有透水威胁的含水层，探放老空水和承压水层进行疏水降压，完善矿井排水系统，加强地表水的截流治理。
（二）水害防治基本技术路线
1、矿井开采以前，应进行矿井水文地质综合勘探，查清矿井的水文地质条件；预测评价矿井的涌水量，进行矿井防排水系统的设计。在此基础上根据矿井的未来5年采掘计划制定矿井的总体防治水规划，确定不同阶段的防治水项目。
2、矿井开采过程中，应建立水害安全保障体系，包括物探探测仪器、钻探、注浆设备、防治水组织机构，足够的排水能力、安全避灾路线、水闸门、水闸墙等。超前探测掘进巷道前方的含水构造，用物探探测仪器对采区、采面精细探测，查清工作面的水文地质条件，编写救火预案，对有突水危险的工作面进行突水监测，并根据监测结果及时调整优化防治水方案。
3、要对井田范围内已关闭井进行安全条件评价，制定矿井关闭过程安全措施，并监测关闭废井与邻井水情，制定废弃矿井水防治措施。将废弃矿井的采空区准确的绘在地质图上。
三、防水煤（岩）柱留设
（一）防水煤（岩）柱种类
以本矿井来说，防水煤岩柱主要有黄河防水煤（岩）柱。
（二）防水煤（岩）柱留设与计算结果
1、井田边界防水煤柱20 m；
2、古（采）空区四周防水煤柱30 m；
3、煤层露头及风氧化带防水煤柱30m；
4、断层煤柱
根据矿井精查地质报告，井田内没有大断层，设计对落差较小的断层不留煤柱，待查明若属于导水断层时，需按有关规定重新计算煤柱。
5、公路、铁路煤柱。
沿井田西边界，即黄河东岸沿线分布有一条韩河公路和专用铁路。韩河公路基本绕井田西边界西侧外50-100m通过，自阴塔至火山矿的铁路专用线绕井田西部、南部边界内50-100m通过。设计对通过井田内的专用线铁路留设保护煤柱，铁路保护煤柱按100m留设。
6、村庄保护煤柱按100m留设。
7、黄河煤柱
黄河位于井田边界西侧100m之外，平均150m左右。设计对绕井田西部、南部边界内的阴塔至火山矿的铁路专用线绕留设了保护煤柱，则在井田西边界和黄河之间就有柱200~300m煤柱，作为黄河的保护煤柱。
四、井下采（老）空区探放水及防治水措施
（一）探放水原则
1、矿井必须作好水害分析预报，坚持有疑必探，先探后掘的探放水原则。探水或接近积水区掘进前，必须编制探放水设计，并采取防止瓦斯和其他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。
2、采掘工作面必须坚持“有疑必探，先探后掘(采)”的原则。当采掘工作面有突水征兆时必须进行超前探水。掘工作面遇到下列情况之一时，必须探水，确认无突水危险后，方可前进：
（1）接近水淹的井巷、老空、老窑或小煤矿时；
（2）接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时：
一般征兆：
① 煤层变潮湿、松软；煤帮出现滴水、淋水现象，且淋水可由小变大；有时煤帮出现铁锈色水迹。
② 工作面气温降低，或出现雾气及硫化氢气味。
③ 有时可闻到水的“嘶嘶”声。
④ 矿压增大，发生片帮冒顶及底鼓。
工作面底板灰岩含水层突水征兆：
① 工作面压力增大，底板鼓起，底鼓量有时可达500mm以上。
② 工作面底板产生裂隙，并逐渐增大。
③ 沿裂隙或煤帮向外渗水。随裂隙的增大，水量增加，当底板渗水量增大到一定程度时，煤帮渗水可能停止，此时水色时清时混，底板活动时水变浑浊、底板稳定时水色变清。
④ 底板破裂，沿裂缝有高压水喷出，并伴有“嘶嘶”声或刺耳水声。
⑤ 底板发生“底爆”，伴有巨响，水大量涌出，水色乳白或呈黄色。
（3）接近含水层、导水裂隙带时；
（4）打开隔离煤柱放水时；
（5）接近可能同河流、蓄水池、水井等相通的裂隙破碎带时；
（6）接近有出水可能的钻孔时；
（7）接近其它可能出水地区时。
经确认无突水危险后，方可前进。
（二）探放水措施
根据勘探地质报告，区内老窑较多，现均已关闭，当雨季大雨过后能形成短暂的洪水，洪水通过井口时会造成矿坑充水，但其积水情况不详，很可能给未来矿井造成突水水源。由于本次勘探地质报告中对一部分老窑控制勘查精度还不够，故建议矿方作进一步地质勘探工作，准确探明井田范围内各煤层采空区确切位置、分布范围、积水量多少，准确地填绘在矿区采掘工程平面图上，以便指导矿井做好探放水工作。
1、探水起点的确定
为了确保采掘工作面和人身安全、防止误穿积水区，设计对所有采（老）空区，根据勘探报告及矿方收集的采空范围及积水、积气情况，将采空区范围、水淹区范围、水位标高、积水量等资料填绘在采掘工程图上，经过分析画出三条界线：
（1）积水线：积水界线（小窑采空范围）即为积水线，其深部界线应根据小窑或老空的最深下山划定，因目前无资料，在开采前矿方必须调查清楚，并添绘到采掘工程图中。
（2）探水线：根据积水区位置、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。具体如下规定：
①对采掘工作造成的老空、老巷、硐室等积水区，根据目前掌握的范围及积水、积气情况资料，探放线至积水区的最小距离：煤层均按不得小于30m留设；岩层中按不得小于20m留设。
②对虽有图纸资料，但不能确定积水区边界位置的矿井的积水区，探水线之推断积水区边界的最小距离均按不得小于60m留设。
③对于有图纸资料的早期关闭小窑，探水线至积水区边界的最小距离均按不得小于60m留设；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，防止透水事故发生。
（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。
当掘进至对采空区留设的警戒线时，必须坚持有疑必探，先探后掘的探放水原则，必须编制探放水设计。并时刻观察有无突水征兆，其一般征兆如下：
① 煤层变潮湿、松软；煤帮出现滴水、淋水现象，且淋水可由小变大；有时煤帮出现铁锈色水迹。
② 工作面气温降低，或出现雾气及硫化氢气味。
③ 有时可闻到水的“嘶嘶”声。
④ 矿压增大，发生片帮冒顶及底鼓。
发现有突水征兆时，必须立刻停止掘进，并采用打钻强制放水的方法排放掉采空区内可能积存的老塘水，以免由此造成矿井突水。
另对采空区均按30m留设保护煤柱，保护煤柱不得开采。
2、预计水压较大的地区，必须留够保护煤柱，煤柱范围内不得开采。正式钻探水钻进前，必须先安好孔口管和控制闸阀，并在孔口管上加装压力计和流量表，根据水头压力和流量计算采空区积水量。孔口管的长度，根据水压和围岩性质在探放水设计中明确规定。孔口管与孔壁之间，必须灌注水泥浆固定，待水泥浆凝固后进行扫孔，扫孔后必须进行耐压试验，达到能承受设计水压后，方准继续钻进。特别危险的地区，必须预先采取开掘安全躲避硐，规定撤人的避灾路线等安全措施。
3、钻进时，发现煤岩松软，片帮、来压或在钻眼中水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，立即向矿调度室报告，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地区的人员，然后采取措施，进行处理。钻眼内水压过大时，应采用反压和防喷装置的方法钻进，并有防止孔口管和煤（岩）壁突然鼓出的措施。措施内容包括背紧工作面（留出钻眼部分），在拦板外面加设顶柱或木垛，必要时还应在顶、底板坚固地点砌筑防水墙，然后方可打开钻眼放水。
4、钻孔放水前，必须先根据压力计显示水头压力数据，计算采空区积水量。并根据估计积水量和矿井排水能力和水仓容量，控制放水眼的流量，还必须时刻观测水压变化情况。钻孔放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量，做好记录，遇有水量突然变化时，必须先进行处理，并立即报告矿调度室。在排水过程中，有被水所封住的沼气或其它有害气体突然涌出的可能，必须制订安全措施，报矿总工程师批准。
5、在安钻探水前，必须遵守下列规定：
（1）加强钻孔附近的巷道支架，背好顶帮，并在工作面迎头打好坚固
的立柱和拦板；
（2）清理巷道浮煤，挖好排水沟，清理水仓，检修排水泵；
（3）在打钻地点或其附近安设专用电话；
（4）确定主要探水孔的位置时，应由测量和负责防探水人员亲临现场，共同确定钻孔方位、角度、钻孔数目以及钻进深度。
6、井巷揭露含水层、地质构造前，必须编制探放水和注浆堵水设计。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沙量综合观测和分析，防止滞后突水。
7、在水文地质条件清楚的前提下，用钻探方法经常探测煤层底板水的导升高度，因当导水高度上界进入或达到矿压破坏区时，往往易突水。
8、底板隔水层厚度达不到安全开采要求时，原则上必须进行疏水降压开采，有条件时，也可采取在加强排水能力前提下的分区隔离开采。
9、在开采上部煤层时，每个工作面封闭前必须在利于排水的较低一侧预埋排水管，并加装控制阀门。并将上层煤的采空区范围绘制在采掘工程平面图上。下层煤开采前，先利用预埋的排水管，将上层煤采空区积水排尽。对局部不能排放的积水地区，采取自下层煤巷道向上打探防水钻孔的方法排放掉上部层原采空区可能积存的老塘水，以免造成矿井突水。具体措施如下：
（1）煤层间距大于20m，相邻煤层具备探水和排水条件时，可在煤巷内向上打探放水孔；也可向下方打探放水孔，将水位高于谈防水钻孔空口位置的上层煤采空积水放出量。具体详见下图：

（2）排放完水后，必须埋好孔口安全装置，探放水后要注意钻孔堵塞情况，防止重新积水。
（3）煤层顶板有强或中等含水层时应下套管止水；
（4）放水时钻机不撤，用钻具在孔内控制放水量，以保安全；
（5）孔口管不撤并埋空口标志，以便随时进行封孔或其他作业
10、建议对首采区进行高分辩率地震勘探，彻底查明首采区内的地质构造；用钻探方法经常探测底板水的导升高度，当导水高度上界进入或达到矿压破坏区时，往往易突水；探测底板水的导水高度，隔水层的含水性，在采、掘工作面探测煤层距下伏含水层间距、隔水层厚度变化、构造影响等，对隔水层薄弱带及断裂构造区，施行超前注浆加固措施，这是利用底板隔水层进行带压开采成功与否的关键。
（二）探放水设备选择
根据《矿井通风安全装备标准》，井下探放水钻机可利用煤层注水钻机，型号为MYZ-150，数量为2台。
五、奥灰水防治措施
根据勘探报告中资料，井田内可采煤层8-13号的充水因素主要是煤层以上碎屑岩裂隙含水层，虽然有部分煤层低于奥灰水水位之下，但其突水系数均小于临界突水系数0.06 MPa/m，一般不会发生突水问题。如果在该区域有断层等导水地质构造，开采西部煤层可能存在底板突水威胁，应加强探放水工作。具体措施如下：
（一）建立健全防治水害的规章制度
建立一些行之有效的防治水规章制度，如《煤矿防治水工作条例》、《防治奥灰水工作规定》等。
（二）建立健全完善的防治水网络体系
1、建立与矿井涌水量相适应的排水系统。主水泵房有足够的排水能力，井底水仓有足够的容量，排水管路与泵房排水能力相适应。
2、建立健全矿井分区隔离设施。构筑防水闸门或水闸墙并进行注水耐压试验，实行分采区隔离。
（三）奥灰水防治技术
1、钻孔探水。
当采掘时遇到导水构造时一般会有下列预兆，此情况下必须立即停止作业，并制定相应的探水，堵水措施：
① 工作面压力增大，底板鼓起，底鼓量有时可达500mm以上。
② 工作面底板产生裂隙，并逐渐增大。
③ 沿裂隙或煤帮向外渗水。随裂隙的增大，水量增加，当底板渗水量增大到一定程度时，煤帮渗水可能停止，此时水色时清时混，底板活动时水变浑浊、底板稳定时水色变清。
④ 底板破裂，沿裂缝有高压水喷出，并伴有“嘶嘶”声或刺耳水声。
⑤ 底板发生“底爆”，伴有巨响，水大量涌出，水色乳白或呈黄色。
2、发生上属现象后，建议使用音频电透视和直流电测物探技术探明导水构造及数量，并根据探测结果对构造留设足够的保护煤柱，保护煤柱不得开掘。根据导水构造的导水性制定相应的防、堵水措施
3、预注浆加固地层。
根据地质报告，本矿水文地质类型为二类一型，即以裂隙充水为主的水文地质条件简单的矿床，13号煤为简单至中等。根据本矿实际，井田内的隐伏构造导水性较强，发现导水构造时，设计采用预注浆加固地层的方法对导水构造进行隔离、封堵。具体措施如下：
（1）制定方案时应反复研究分析，再弄清水文地质条件等情况的基础上，对堵水工程作出正确的部署，对堵水方法提出明确的要求，在资金来源、设备、人力、物力上进行安排。
（2）根据岩层条件确定注浆孔结构与注浆方式，并根据注浆目的和裂隙发育程度及主要分布方向进行布孔。注浆孔尽量与更多的裂隙或岩溶交切，或沿主要岩溶裂隙发育方向和部位布孔。
（3）注浆站必须充分估计注浆孔的位置变化，设立在最适中的地点，即应靠近注浆孔，输浆管路要短，弯头少，变径少，设备及管路排列要紧凑，便于操作和管理。
（4）注浆系统安装后，应立即进行耐压实验，以便发现问题及时处理
（5）注浆前应用清水冲掉注浆钻孔中的岩粉、粘土、粘泥等。
（6）注浆孔注浆采用自上而下分段注浆法（下行式），浆液浓度以水泥稠浆为主，水灰比一般为：1~0.5：1，实际可根据想、实际情况确定。
（7）注浆时要时刻观测记录泵压、孔口压力、泵量及浆液浓度，借以判断注浆是否正常，跑浆或堵塞管路或接近注浆结束。
（8）注浆结束后压水，掌握好这一工序，有利于保证注浆质量防止堵管、堵孔，从而充分发挥注浆孔的作用。注浆结束后压水，必须关闭孔口阀门，待孔内压力消失后方可打开。
（9）已达到注浆结束标准的注浆孔，必须全部封孔。
（10）注浆结束后应分析注浆结果
六、地表防治水措施
（一）地表水防治：
1、防洪标准及防洪设施
根据该矿井生产能力2.40Mt/a，确定本矿井工业场地防洪设计标准按百年一遇洪峰设计流量考虑，按三百年一遇进行校核，由此来推算洪水位和确定矿井工业场地及主要构筑物的设计标高。
2、地形、水系和汇水面积
**井田地处山西黄土高原西北部、黄河东侧，地势东高西低，属中—低山区。地形切割严重，沟谷纵横，地表多被黄土覆盖，但植被并不发育。
本地区属半干旱大陆性季节气候，气温变化较大，降雨量较小，历年最大降水量715.3mm，最小降水量为211.4mm，平均年降水量447.5mm，雨水多集中7～9月份，多年平均蒸发量为1894.7mm，蒸发量远大于降雨量，年相对湿度48%，蒸发强烈、气候干燥。最高气温38.0℃，最低气温-25℃。3～4月份多风，多为西北风，一般风速3～5级，最大可达7级。历年最大冻土深度为1.45m，地震基本烈度为六度。
矿区周边主要河流有黄河和县川河，黄河位于矿井工业场地的西侧由北向南流过，根据06年元月煤炭太原设计研究院所作初步设计中收集的河曲县水文站资料显示，矿井工业场地西侧附近黄河历年最高洪水位845.0m，最低水位834.0m，最大洪水流量为5060m3/s，流水坡度7.0‰。
县川河位于矿井工业场地的南部由东向西流过，据河曲县水文站资料显示，该河河长109km，平均河宽14.18m，流域面积1610km2，水流坡度6.53‰，最高洪水位889.7m（1976年），属季节性河流，该河在黄河入口处标高为840.0m，洪水由东向西汇入黄河。
3、矿井工业场地标高的确定
经过太原煤炭设计研究院2006年元月上旬初步设计中对现有资料的认真研究分析，已初步拟定了矿井工业场地西侧黄河最高设计洪水位845.5m，通过对三百年一遇洪水流量（校核流量）的考虑，并根据有关规程、规范的规定，初步拟定矿井工业场地及主要构筑物的设计标高不应低于846.5m，初步设计中对副平硐井口向外延伸提高平硐口标高为846.5m，并在副井井口房入口处设置截水沟。矿方应严格按初步设计所定场地控制标高平整场地。待矿井地质报告批准后，按报告中的水文、洪水资料进一步考虑防洪设计及防洪设施。
（二）地表水防治工程
据矿井工业场地的选定，主斜井及风井场地分别位于两条沟谷内，根据对沟谷流域面积的研究分析和水文计算，只需分别沿两沟谷设置1-2.0m和1-3.0m的钢筋混凝土盖板排洪涵并应结合相应的防排水措施及挡护工程，便可确保矿井工业场地的正常使用和安全生产，不受洪水威胁。
在风井场地内只需设排水明渠把场地内的水排出场外就可确保风井场地不受洪水威胁。
矿区的采空区及正在开采的范围内，应经常派人巡查，发现裂隙、塌陷之处应及时充填、夯实，防止（或减少）地表水渗入井下。
（三）地面建（构）筑物安全煤柱留设
本设计对矿井工业场地内工业及民用建（构）筑物设保安煤柱，建筑物保安煤柱宽度是根据地面各建筑物围护带宽度，表土层和岩石层厚度，移动角计算而的，各建（构）筑物围护带度取15m，表土层移动角取45°，岩石移动角取72°。根据地质资料，工业场地附近表土厚度30m，煤层埋深100m.
则保护煤柱宽度=15+（30×sin45°+70×sin45°）=87.8m。
工业场地各(构)建筑物保护煤柱按90m留设，村庄保护煤柱按100m留设。
（四）矿区内煤层露头的具体防治水措施
本井田煤的风化作用比较普遍，凡露头煤均不同程度的遭到风化。但由于本区的气候条件和煤层产状平缓的关系，风化作用虽然普遍，但煤层风化深度十分有限，据生产矿井资料，煤层表面物理性质发生变化的风化带，沿水平方向一般不足20m，在垂直方向从基岩以下一般不超过20~35m。井田范围内看见老窑及古空区沿露头线分布，这些小窑积水，可对8号煤层及下组煤的开采构成一定的威胁。针对矿区内煤层露头及火烧岩体透水可能影响井下开拓开采安全生产的具体防治水措施：
1、必须探明矿区内煤层露头区分布范围，按30m留足保安煤柱，严禁开采防水保安煤柱。
2、受山洪和滑坡威胁的煤层露头区，可采取修筑堤坝、挡坡墙、泄洪渠及加宽煤层保安煤柱等综合措施防止地表水渗入火烧岩体造成矿井透水事故发生。
3、受山洪威胁的低洼地点的煤层露头区不能修筑排水设施时，应填平压实，防止积水渗入。
4、每次降大到暴雨和降雨后，必须派专人检查矿区及其附近地面有无裂缝，岩溶塌陷等现象，发现漏水情况，可采取黄土覆盖填平压实等措施，填塞工作必须有安全措施，防止人员陷入塌陷坑内。

第三节 井下防治水安全措施

一、排水设施设计依据、水泵型号及管路
根据地质报告中采用“大井”疏干法，对开采13号煤时矿井正常涌水量预测：正常涌水量为16.4m3/h，最大涌水量为：31.4m3/h，因本矿局部属带压开采，井田内有多处老空区积水，且属于浅埋深煤层。考虑到带压开采和地表水的影响，本设计按照正常涌水量为100m3/h，最大涌水量为：150m3/h。在副平硐底部设置井下主水泵房及井下主、副水仓，主水泵房有两个出口通向副平硐后段，沿副平硐井筒排出井下至工业场地井下水处理站调节池。开采9号煤层时，在各煤层设置采区水泵房和采区水仓，集中排至8号煤水仓，由主水泵房排至地面。
主排水设备选用MD155－30×3矿用耐磨离心水泵三台，配YB系列，660V，2950rpm，75kW电动机驱动。沿副平硐敷设ф159×6排水管两趟。满足矿井正常涌水及最大涌水时排水需要。
水泵运行工况点参数（详见图6-3-1）：
初期：QM1＝183.6m3/h，HM1＝85.84m，ηM1＝76％，电动机计算功率NM1＝59.30kW。
后期（管路积垢后）：QM2＝149.3m3/h，HM2＝92.09m，ηM2＝74％，电动机计算功率NM2＝53.13kW。
矿井正常涌水时，三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修；两趟排水管路，一趟工作，一趟备用。排水时间：初期13.072h，后期16.08h。
矿井最大涌水时，三台水泵，两台工作，一台备用；两趟排水管路同时工作。排水时间：初期9.804h，后期12.06h。
主排水泵660V电源引自井下总变电所，并选用QBZ-120/1140(660V)矿用隔爆真空电磁起动器实现水泵的起停。
二、井底水仓布置及容量
根据井田开拓部署和《规程》第280条规定，井底设有主、副水仓。
井底水仓的净断面为6.2m2，有效长度150m，有效容积800m3。满足井下正常涌水情况下的要求。

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
矿井初期开采的8号煤层顶板一般为泥岩、粉砂岩或粉质砂岩，地板一般为粘土岩或泥岩，为粘土矿层。
参照普氏岩石分类方法，8号煤层顶板属为中等稳定岩层。
二、一般顶板冒落灾害的防治措施及装备
（一）回采工作面顶板管理方式的选择
8号煤层顶板为中等稳定顶板，且地面无特殊设施，故设计选用目前国内最普遍的顶板管理方法——全部冒落法。根据邻近矿井生产资料采用该方法管理不需强制放顶，周期来压均在一般范围之内。
（二）回采工作面支架选择
按《缓倾斜煤层工作面顶板分类》规定，本矿井8号煤层大部分地段顶板为Ⅲ级Ⅱ类，故选用支撑掩护式液压支架。
设计采用“估算法”计算液压支架工作阻力。
估算法首先考虑支撑冒落带岩层的重量。
P＝9.8Sr∑hcosα
式中：
P――支架承受的荷载，kN；
S――支架支护的顶板面积，m2，按5.8m2；
r――顶板岩石视密度，t/m3，按2.2t/m3；
∑h――冒落带岩石的高度（直接顶厚度），m；
M
∑h＝———
K－1
M――采高，m，为4.0m；
K――岩石碎胀系数，取1.25～1.5；
α――煤层倾角，（°）， 3~10°，按3°计算；
上式可写成：
P＝（2～4）×9.8SrMcosα
一般用上限，即
P＝4×9.8SrMcosα
计算中再考虑支架受力不均衡量的安全系数1.5～2，则
P＝（6～8）×9.8SrMcosα
根据现场观察和对观测资料的分析：以中等稳定、中等坚固的岩石为界，低者取6～8倍，高者取9～11倍。本矿按10倍计算。
则：P＝10×9.8×5.8×2.2×4.0×cos3＝4495.1（kN）
矿井8号煤埋深平均150m左右，属于浅埋深煤层，考虑煤层埋深较浅，受浅层地压影响较大。设计考虑受浅层地压影响安全系数
P＝K×4495.1（kN），K取1.5
则P＝1.5×4495.1＝7492.7（kN）
根据上述计算的液压支架工作阻力，设计选用型号为ZY8000/20.5/40支撑掩护式液压支架，其支护顶板面积为5.8m2，工作阻力8000kN，支撑高度2050～4000mm。
工作面端头支护配备6架与工作面支架相配套的ZYT8000/20.5/40型端头支架，另配备2架ZYG8000/20.5/40型过渡支架。工作面超前20m采用DW系列单体液压支柱配DFB5000型Π型钢梁支护，待矿井实施时随工作面端头支护水平的提高进一步完善端头支护设计。
（三）采煤工作面顶板事故的防治措施
1、采煤工作面必须经常保持两个以上畅通安全出口，工作面安全出口与巷道衔接处20m范围内，须加强支护，支护装备为单体液压支柱和∏型梁。安全出口设专人维护。
2、采煤工作面必须按照作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。支架必须架设牢固，初撑力符合《煤矿安全规程》规定，支架的选型满足支护强度及开采高度要求。
3、工作面顶底板条件较差、过煤柱或冒顶区以及托伪顶开采时，必须根据具体情况，制定安全措施，报矿主管领导批准。
4、严格执行敲帮问顶制度，片帮、冒顶要及时处理。
5、采煤工作面初采、初放及收尾时，须制定相关的安全措施。
6、强对工作面顶板显现规律的观测，设计配备了矿压观测仪器仪表，为加强顶板管理，预防顶板事故的发生提供依据。
7、运送、安装和拆除液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和控制顶板的措施。
8、综采工作面的煤壁、刮板输送机、液压支架必须保持直线。支架间的煤矸必须清理干净。
9、必须制定防止煤矸窜出刮板输送机伤人的措施。
10、液压支架必须接顶，顶板破碎时必须超前支护。在处理液压支架上方冒顶时，必须制定安全措施。
11、采煤机采煤时，必须及时移架。采煤与移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况在作业规程中明确规定；超过规定距离或发生冒顶、片帮时，必须停止采煤。
12、严格控制采高，严禁采高大于支架的最大支护高度。当煤层变薄时，采高不得小于支架的最小支护高度。
13、处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱、座箱等大型部件时，必须有安全措施。
14、工作面爆破时，必须有保护液压支架和其他设备的安全措施。
15、乳化液的配制、水质、配比等，必须符合有关要求。泵箱应设自动给液装置，防止吸空。
（四）巷道冒顶事故防治措施
1、掘进工作面冒顶事故防治
(1) 根据掘进工作面岩石性质，严格控制空顶距。
(2) 严格执行敲帮问顶制度，危石必须挑下，无法挑下的应采取临时支撑措施，严禁空顶作业。
(3) 采用“前探掩护式支架”，使工人在顶板有防护的条件下出渣，支棚腿，以防止冒顶伤人。
(4) 掘进巷道在过老空、过冒顶区前必须制定安全措施，进行处理。
(5) 矿井必须制定井巷维修制度，加强对井巷的维护，保证行人安全和通风、运输畅通。
2、巷道交叉处冒顶事故防治
(1) 开岔口应避开原来巷道冒顶的范围。
(2) 必须在开口抬棚支设稳定后再拆除原巷道棚腿，不得过早拆除，切忌先拆棚腿后支护抬棚。
(3) 注意选用抬棚材料的质量与规格，保证抬棚有足够的强度。
(4) 当开口处围岩尖角被挤压坏时，应及时加强抬棚稳定性的措施。
（五）井下巷道支护方式
经多年国内外研究和实践证明，锚网喷、锚喷和锚网支护不仅在开拓巷道中广泛成功应用，而且在采准巷道中也同样适用。美国和澳大利亚等国家的巷道几乎全是锚杆支护，我国的大同、西山、晋城等国有重点煤矿也在部分采准巷道中采用锚杆支护，并且在大垮度、大断面的煤巷中成功地采用锚网喷支护方式，实践证明在技术上是可行的。
本次设计除井筒及部分硐室外，其它井下巷道均为煤巷，采用连续采煤机掘进。在围岩正常情况下，各煤层胶带运输大巷、辅助运输大巷采用锚网喷支护，各煤层回风大巷采用锚喷支护，各煤层回采工作面顺槽采用锚网支护。
井下各巷道在围岩破碎、大跨度断面处，用锚索补强，或根据具体情况采用其他加强支护的方式。
1、锚网喷支护论证
矿井初期开采的8号煤层顶板一般为泥岩、粉砂岩或粉质砂岩，地板一般为粘土岩或泥岩，为粘土矿层。
参照普氏岩石分类方法，8号煤层顶板属为中等稳定岩层。
按加固拱理论计算锚杆参数 (按最大跨度巷道计算) ：
锚杆长度 L＝N（1.2+B/10） 间距 M＝0.5L 直径d=L/110
式中： N－围岩稳定系数
B－巷道或硐室跨度，取5.40m
按Ⅲ类围岩计算，N＝1.0
L＝1×（1.2+ 5.40 /10）＝1.74m
M＝0.5×1.74＝0.87m
d=1740/110＝15.82mm
按Ⅳ类围岩计算，N＝1.1
L＝1.1×（1.1+5.40/10）＝1.804 m
M＝0.5×1.804＝0.902mm
d=1804/110＝16.4mm
本着经济合理的原则，设计原则上选用1800～2200mm长，d=18mm的金属锚杆，树脂锚固剂，单根锚杆锚固力要求大于60～70kN。加上金属网和混凝土喷层的作用，完全满足巷道支护要求。施工个别破碎段可做适当调整。
上述支护参数同样满足按悬吊原理计算结果。
补强锚索规格为d=15.24mm钢铰线，锚索长度原则上按锚入坚硬岩层中1000mm计算，锚索间距按下式计算：
L=nF2/[BHγ-(2F1sinθ)/L1]
式中：L——锚索排距，m；
B——巷道最大冒落宽度，5.4m；
H——巷道最大冒落高度，2.0m；
γ——岩体容重，25kN/m3；
L1——锚杆排距，按0.85m；
F1——锚杆锚固力，60 kN；
F2——锚索极限承载力，取230 kN；
θ——角锚杆与巷道顶板夹角，75°；
n——锚索排数，取1。
L=1×230/[5.40×2.0×25-（2×60×sin75°）/0.85]=1.72m
由以上计算可知在最不利的情况下，两排锚杆打一排锚索，在巷道跨度减小时锚索排距按上述方法再具体计算。
（六）、工作面过旧巷道、空巷的安全技术措施
1、提前对旧空巷张网打高柱支护：
（1）当工作面推进到距离旧空巷（旧贯眼）还有20米的地方时，就必须提前对该空巷道进行支护，否则工作面不准向前推进。
（2）对旧空巷支护时，要根据原来旧巷道的掘进高度，选用适应的液压柱配合铰接顶梁进行支护，支护时与工作面平行的巷道按柱距0.6米，排距1.0米支护，同时顶部要铺上铁丝网；与工作面两顺槽平行的旧巷道，选用与旧巷高度相适应的单体液压柱按照工作面顺槽支护的规定进行，考虑到旧巷道掘进时较宽，打柱时要打成三列方能满足矿山压力的需要。
2、与旧巷道打透前后的处理方法：
（1）与平行的旧巷道即将打透前，首先要保证工作面与旧巷道保持斜交约30度，要认真观察工作面顶板变化和来压情况，严格掌握工作面初次来压和周期来压步距，根据工作面压力情况确定采用木垛、丛柱等特殊支护。
（2）与旧巷道打透开炮时，要保持短距离逐段进行，一次打透距离不能超过5米，打透后要及时把工作面的塑料前移网，随即挂梁打点柱及时支护，只有在完全按规定支护好后方可开炮打透下一个分段。
（3）与旧巷道完全打透后，工作面控顶距离已超过最大控顶距要求，此时工作面不能直接向前推进，应尽快缩小控顶距离，并设专人对顶板变化情况进行严密观察，必要时加打木垛、丛柱等特殊支护，只有当工作面控顶距离缩小到3米时，方可继续向前推进工作面。
（4）工作面继续向前推进时，要根据原旧巷道的高度，逐步降低采高，在工作面向前推进的过程中，逐调整采高，最后方可进行正常推进工作面。
（七）矿山压力观测设备
根据《煤矿安全规程》的要求，参照《矿井通风安全装备标准》，设计配备了矿井压力观测设备，详见表9-1-1。

第二节 提升运输事故防治措施及装备

一、提升运输事故的防治措施及装备
（一）本矿选用的主要提升设备
1、主斜井提升设备
本矿主斜井运输设备和大巷运输设备采用一台PVG1800S阻燃抗静电整芯带带式输送机，其技术参数如下：
带宽： B=1400mm；
输送量： Q=2500t/h；
输送长度： 1560m；
提升高度： ＋15m
倾角： α≤8°
带速： V=4.0m/s；
电动机功率：N=2×400kW
驱动系统采用低压变频软启动方式
制动器： SH15-3-US2-4；
2、副平硐运输系统
副平硐采用防爆无轨胶轮车，担负全矿井的机电设备、材料、矸石及人员升降任务。
（二）矿井可能产生的提升运输事故
1、主斜井带式输送机
运输中可能发生的事故有：胶带及托辊、非金属材料及包胶滚筒着火、胶带堆煤、打滑、胶带撕裂、断带、胶带机滚筒与胶带摩擦升温产生烟雾而引起火灾等。
2、副平硐提升系统
副平硐采用防爆无轨胶轮车，运输过程中可能出现的事故有：操作人员因误操作及其它原因在运行中碰撞、伤人等。
（三）防治提升事故的主要措施
1、主斜井带式输送机（含大巷运输机）
为保证主井提升胶带输送机的安全可靠运行，采用如下措施：
（1）胶带、托辊的非金属材料、零件和包胶滚筒选择符合MTI13-83标准，本设计选用了阻燃、抗静电的钢丝绳（芳纶）芯胶带。
（2）胶带输送机选用变频调速系统实现胶带输送机的软起动及软停车。
（3）胶带输送机设置DSN130逆止器防逆转装置，以保证输送机安全停车，防止倒转。
（4）设置SH15-3-US2-4型制动器，保证启动与停车的时间。
（5）ZLY-01-160自动张紧装置，保证胶带有足够的张紧力、起动力矩，防止滚筒打滑而使胶带机滚筒与胶带摩擦升温产生烟雾引起火灾。实现拉紧力任意调节，保证张紧力恒定，避免拉紧力下降、“飘带”和断带事故的发生。
（6）主斜井胶带输送机及井下大巷、回采工作面顺槽、综采工作面共采用一套KTC101型带式输送机监控系统，并设有以下保护装置：双向拉紧开关，跑偏保护开关，溜槽堵塞检测器，打滑检测器，温度烟雾保护检测器，防纵向撕裂、断带保护装置。
（7）在胶带沿线上设紧急停车联锁装置。
（8）在驱动装置、机尾、改向滚筒处等旋转部件处设防护栏保护装置。
（9）驱动装置的电动机、制动器选择防爆型，电动机防护等级为IP54；
（10）驱动滚筒设防滑保护堆煤保护；
（11）巷道内设计有充分的照明及自动洒水装置；
（12）大巷带式输送机行人处设置跨越带式输送机的过桥；
为保证主斜井井口房供电电源安全可靠，两回10kv电源引自矿井工业场地35/10kv变电所10kv不同母线段；两回380V电源也引自矿井工业场地35/10kv变电所380V不同母线段；一回电源停止供电时，另一回电源保证带式输送机正宗运行。井口房设高、低压配电室及控制室，选用KYN28高压开关柜及JDK低压配电装置为带式输送机驱动电动机、附属低压用电设备及照明等负荷供电。高、低压配电装置均装设短路、过负荷、欠压等保护。
2、防爆无轨胶轮车运输事故的防治措施
**煤矿辅助运输全部选用防爆无轨胶轮车，担负矿井设备、材料及人员的升降任务。
主要辅助运输设备选型见表7-2-1。

防爆无轨胶轮车运输事故的防治措施如下：
（1）防爆无轨胶轮车设计为单车行驶道，每隔500m设错车硐室来解决错车问题。
（2）巷道照明要求良好，灯具的安装应符合标准。在巷道转弯、交岔点及风门等处，设置专门标志。
（3）路面采用混凝土铺底，铺厚200mm。巷道掘进时，应严格沿底板，不留浮煤，设排水沟和集水坑，对泥化较严重的地段应进行特殊处理。
（4）在副井及其它车流密度大的地段，应铺设较高质量的路面，一般车辆采用加厚的真空轮胎，支架搬运车采用充填轮胎。
（5）巷道倾角一般不大于6°；倾角大于8.5°时，连续纵坡长度不能大于500m，倾角为5.7°～8.5°时，连续纵坡长度不能大于700m。
（6）每天检查车辆防爆性能，防止失去防爆性能。
3、掘进机事故的防治措施
（1）掘进机司机必须经过专门技术培训，考试合格后方可持证上岗。
（2）司机必须坚持使用掘进机上所有的安全闭锁和保护装置，不得擅自改动或甩掉不用，不能随意调整液压系统及喷雾系统各部的压力
（3）割煤时必须配备正、副司机，正司机负责开机，副司机负责监护。司机必须精力集中，不得擅自离开工作岗位。
（4）开机前，对机器必须进行各部位详细检查，经检查确认机器正常并在作业人员撤至安全地点后，方可合上电源总开关，按操作程序进行试运转，禁止带负荷启动。
（5）检修掘进机时，必须将掘进机退出煤头3m以外的安全地点。
（6）司机开机前。必须提前1分钟发出警报，确认铲板前方无人时，方可启动掘进机。
二、工作面溜煤眼事故的防治措施
在主斜井井底和8号煤胶带运输顺槽顶端布置一个溜煤眼，溜煤眼形式为圆形直立式普通溜煤眼，净径3.0m，净高度10m，采用锚喷支护。溜煤眼上部设有菱形花纹钢板盖板，盖板上设有溜煤眼检查孔活动盖板，溜煤眼周围设有防护栏杆。溜煤眼上口盖板下500mm处设有网孔尺寸为300×300mm的铁箅子。
三、其它安全防护措施
对机修车间和胶轮修理车间各转动设备设防护罩或防护栏；对冲压设备送取料操作使用专用的送取料工具，身体各部位不得进入设备中；采用排气漏斗、机械通风、焊接屏排除有害气体。
对产生电磁波、弧光、X射线、放射线等危害源的设备均设防护屏罩，操作人员须使用保护性工具。
上岗人员必须按岗位规程操作，不允许违章作业，上岗人员必须使用规定的劳动保护用品。

第三节 电气事故防治措施及装备

一、井下电气设备选择
井下电气设备全部采用隔爆型，井下电缆全部采用煤矿专用电缆。
照明灯具选用矿用隔爆型。
井下选用了 ZBM电钻综合保护装置以及ZBX照明信号变压器综合保护装置。
二、供电线路及变电所事故防治措施
（一）供电线路事故及防治措施
1、架空线路可能产生的事故主要有以下几种：断电事故、倒杆事故、架空线路共振等。
2、防治措施
本矿采用双回路供电，当一回路因故停电时，另一回路电源能够满足全部负荷用电。
线路设计时采用山西Ⅱ气象区，合理选用安全系数，架空导线的安全系数大于2.5 。架空线路的路径应避开采空区，根据设计计算设置防振锤。
（二）地面变电所事故及防治措施
1、可能产生的事故分析
变电所可能产生的事故主要有以下几种：地质条件及洪涝灾害、大气过电压、变电所火灾、变电所设备事故及小动物引起的短路等。
2、地面变电所事故及防治措施
地面35/10变电所位于工业场地负荷中心， 污染源的上风侧，最高洪水位以上，其下留有保护煤柱，地质条件良好。变电所电源线路终端杆上安装了管型避雷器，母线段安装了避雷器柜防止雷电波侵入过电压；变电所院内设有避雷针，屋顶安装避雷带，并用接地装置与大地可靠连接，防止变电所受雷电侵害。
变电所采用防火材料修建。所内设备工作接地和保护接地装置设置齐全。并保持室内良好的通风。
变电所电缆的管道沟均采用混凝土修筑，其上用混凝土盖板密封，进出电缆的预留孔洞在电缆安装完毕后，空隙用防火防水材料封堵；变压器室、高低压配电室、电容器室等的窗户外均安装小格铁丝网，防止小动物进入破坏设备或引起短路。
三、防止电气设备引起的瓦斯、煤尘爆炸和触电等事故的措施
（一）防止矿井突然停电的措施
本矿采用双回路供电，当一回路因故停电时，另一回路电源马上自动送电。变电所等重要设施均设置了事故照明以配合工作人员疏散。
（二）防止电火花事故的措施
所有用电设备的金属外壳，铠装电缆的金属外皮均做可靠接地。用电设备的电动机设短路，过电流、欠电压、断相和漏电保护装置。
选用符合新版国家标准（GB7957-2003）制造并取得煤矿矿用产品安全标志的矿灯—KS8S型。井下变压器中性点不接地。单相接地电容电流20.25A，超过规程规定的20A。初步设计中已在10kV系统中安装两套LBD—10/25B型消弧线圈自动补偿装置。
井下供电电缆的连接采用隔爆接线盒可靠连接，隔爆接线盒或电缆铠装层均可靠接地，馈出线上配有可靠的短路保护和漏电保护装置；井下的照明和信号装置采用具有短路、过载、漏电保护的照明信号综合保护装置配电。井下的通信、信号和控制装置采用本质安全型设备。井下严禁带带电作业。
（三）防止触电事故措施
井下不得带电检修、搬迁电气设备，所有开关把手在切断电源时都应闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”牌。
非专职或值班电气人员，不得擅自操作电气设备。操作高压电气设备主回路时，操作人员必须戴绝缘手套，并必须穿电工绝缘靴或站在绝缘台上。
一切容易碰到的、裸露的电气设备及其带电的机器外露的转动和传动部分，加装保护罩或遮栏。
（四）防止井下电气着火事故
井下供电电缆均选用煤矿用阻燃电缆。电机控制设备均选用矿用隔爆型设备。井下配备有消防洒水设备。井下中央变电所装设向外开启的防火门，机电硐室内设置了足够数量的扑灭火器材。

第八章 矿井安全生产监控

第一节 概 述

一、设置矿井安全生产监控系统的必要性
**煤矿生产能力2400kt/a，开采9号、10号、11号、12号煤层属低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，属易自燃煤层。按照《煤矿安全规程》的规定，为确保煤矿安全、高效生产和人身安全，对煤矿井下生产环境安全参数，应设置安全监测监控设备，及时准确的了解掌握井下各测控点安全状况，达到对各类灾害的早期预测，并采取安全措施防止事故的发生。
二、矿井安全生产监控系统选择原则
1、设备选型以矿井安全生产环境参数的监测监控为主，并对地面、井下主要生产设备运行状态进行监测。
2、设备选择具有可靠性、先进性、扩展性、抗干扰性的设备，适应矿井的延伸、扩建和发展的可变性。
3、结合**煤矿的实际情况，操作简便、经济适用。
矿井现装备KJ126型煤矿安全生产监控系统，设计进行补充和完善设备配置。
三、设计依据
1、国家煤矿安全监察局发布的《煤矿安全规程》2006版；
2、国家煤矿安全监察局关于《煤矿初步设计安全专篇编制内容》的通知；
3、**矿井初步设计2006年1月。
四、设计内容
1、煤矿安全生产监控系统设备选型；
2、煤矿安全生产监控系统图，C1736-274G-1；
3、煤矿安全生产监控系统井下测控点布置图，C1736-274G-2；
4、矿井通信系统图，C1736-262G-1。

第二节 测控点的确定

一、回采工作面及顺槽测控点的确定及配置
在回采工作面回风顺槽内距采煤工作面不大于10m处设置瓦斯、一氧化碳、温度传感器各1个。在回风顺槽内距回风大巷约10m处设置风速传感器1个。
当回采工作面瓦斯浓度≥1.0％时报警，≥1.5％时断电，＜1.0％时复电。
断电范围，回采工作面及其回风顺槽内全部非本质安全型电气设备。
二、掘进工作面测控点的确定及配置
在掘进工作面不大于5m处各设置瓦斯、一氧化碳、温度传感器各1个，在距回风大巷10至15m处设置风速传感器1个，在掘进工作面进风处设置局扇开停传感器和风筒开关传感器。
当掘进工作面瓦斯浓度≥1.0％时报警，≥1.5％时断电，＜1.0％时复电。
断电范围，掘进工作面全部非本质安全型电气设备。
三、其它测控点的确定及配置
1、在回风斜井井底总回风大巷设立测风站，设置瓦斯、风速传感器各1个。测风站内设有测风记录板，记录测风站的断面积、平均风速、风量、空气温度、大气压力、瓦斯浓度及测定日期、测定人等内容。
2、在通风机风硐内设置风速、负压传感器各1个。在通风机房内设置设备开停传感器共2个。
3、对回风巷中主要风门处设置风门传感器共5个。
4、井下临时排水泵房设置水泵开停传感器各2个，水仓水位传感器各1个。
5、井下主变电所设置馈电开关电量传感器，馈电传感器。
6、地面变电所设置馈电开关电量传感器，馈电传感器。
7、在主斜井井口房设置设备开停传感器。
8、在井下配电点被控设备开关的负荷侧设置馈电状态传感器各1个。
9、井下胶带机设置一氧化碳、温度、烟雾传感器各一个。
10、在主斜井井口房设置ICS-17A型矿井煤炭产量监控装置一套，接入矿井安全生产监控系统中。
11、井下装备KJ69型井下人员移动目标监测跟踪系统一套，接入矿井安全生产监控系统中。
12、井下胶带机系统综合保护装置接入矿井安全生产监控系统。

第三节 各类传感器装备量

矿井投产时井下布置回采工作面1个，掘进工作面4个。井下测控点布置见图C1736-274-2，各分站及各类传感器装备地点及数量见表8-3-1。

第四节 安全生产监控地面中心站及传输设备的选择

一、地面中心站
**煤矿装备安全生产监控系统KJ126型，由地面中心站、传输电缆、分站和传感器组成。地面中心站布置在矿办公楼内。中心站内设备配置：监控主机2台，一台工作一台备用，当工作主机发生故障时备用主机自动投入运行；显示器2台；打印机2台；图形工作站2台；服务器1台；传输接口1台，不间断电源1台；防雷击保护装置1台；系统软件1套。
二、传输设备
传输干线选择矿用阻燃屏蔽通信电缆，数字传输通过分站接到各传感器上，井下系统干线由地面中心站经副平硐井筒敷设至井下各分站，地面及井下巷道中干线电缆选型为MHYBV-4×1/0.8型，支线电缆选用MHYV-4×7/0.28型矿用阻燃通信电缆。
三、分站KJF59型，地面分站布置在地面变电所1台；井下分站布置回采工作面胶带进风顺槽距大巷10m处1台、主变电所1台、掘进工作面进风巷道内各1台、大巷胶带机机头硐室1台、声光报警器5台、矿用断电器5台。

第五节 矿用安全生产监控系统运行可靠性分析

1、矿井装备KJ126型安全生产监控系统，适用于各类煤矿监测监控各类环境安全参数及生产参数，配有系统软件，技术先进，操作简便，运行稳定可靠。
KJ126监控系统容量128个分站，每个分站可带16点；传输速率2400bps；系统巡视周期≤30s；传输方式，异步时分制；中心站至分站最大传输距离15km，分站至传感器信号传输距离2km。
系统功能：KJ126监控系统具有双机热备功能；集成化多用户联网兼容功能；具有风电瓦斯闭锁功能；对环境安全参数、生产设备运行状况参数、电量参数监测功能和控制功能；报警功能；电源检测功能；系统防雷保护功能；系统不间断电源功能；地面中心站装备的不间断电源装置，当电网停电后在线的不间断电源装置能保证监控系统正常工作时间不小于2h，各分站配置不间断电源箱确保持续工作2h，传感器具有后备电池，当传感器断线或停电时，可持续工作24h。
2、该公司在监控系统安装调试和运行中应提供详尽的现场服务和技术支持，并培训现场人员。

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

根据《规程》参照《矿井通风安全装备标准》矿井配备了通风、瓦斯、粉尘等检测仪器、仪表、设备和矿山压力及地质测量类仪表、设备。详见表9-1-1。

第二节 矿山救护队

一、矿区救护队设置情况和通信情况
**煤矿井田位于山西省河曲县境内。井田工业场地河曲县城南30km处之黄河东岸，区内交通方便，由宁武县阳方口经五寨县三岔、韩家楼至河曲县城的柏油公路绕井田西部、南部通过，本矿矿山救护主要依托河曲县矿山救护大队。
矿井通信选用一套行政、调度交换机，用于矿井内部行政及调度用户通信。矿调度机与河曲县电信局以中继相连实现对外通信。
利用当地电信移动分公司通信网，实现地面生产管理、消防、救护、运销、基建等专用调度人员的移动通信，也可作为应急通信。
二、矿井救护队设置及装备
**煤矿位于河曲县城南30km处黄河东岸，依据矿山救护协议，本矿的矿山救护工作主要依托忻州市河保偏矿山救护队，忻州市河保偏矿山救护队位于忻州市河曲县，距**煤矿30km，公路路面二级公路，矿山救护接到紧急通知后，可在30min以内到达该矿，实施救护工作，完全符合《煤矿安全规程》的规定。
为了煤矿的安全生产，及时处理一般性突发事件，防患于未然，根据《煤矿安全规程》和《煤矿救护规程》，**煤矿可根据需要建立辅助矿山救护队。编制为3个小队，每队由9人组成，小队正、副队长各1人。辅助救护队设专职队长及专职仪器装备维修工、负责日常工作。队员由符合矿山救护队员条件的工人、工程技术人员和干部兼职组成。辅助救护队直属矿长领导，业务上受矿总工程师和矿山救护队领导。
辅助矿山救护队应有下列建筑设施：值班室、办公室、学习室、
装备室、器材库、运动场地。仪器修理和氧气充填委托河保偏救护中队负责。
辅助矿山救护队技术装备见表9-2-1。



第三节 矿山保健设施

井口设有保健急救站，面积150m2，并配备急诊抢救室，装备复苏器械、麻醉机、抗休克裤、充气止血带等急救器材和急救药品。
保健急救站正常情况下，为职工做一般性保健治疗，对职工进行职业病检查和防治，事故突发时做急救工作，并负责将事故中重病患者及时送县医院抢救。
根据本矿井在井下设有的两处井下急救站，分别设在副平硐与辅助运输大巷相接处，和辅助运输大巷与首采工作面辅助运输顺槽相接处。每处急救站都设有电话、急救药品、止血设备、骨折固定用具、担架和盖毯等保暖物品。井下采、掘工作面及其他地点发生事故时，可就近将伤员送至井下急救站，及时进行救护。

第十章 劳动定员和概算

第一节 劳动定员

一、安全专用工程设施劳动定员
根据《矿山安全法》、《煤矿安全规程》及本矿特点，按岗位设置排定安全劳动定员，详见表10－1－1。







安全管理是组织生产活动、完成计划任务、实现经营目标必须具备的基础和前提条件之一。安全管理是生产活动正常进行和生产要素不受意外损害的基本保证，安全管理对企业经营决策的实施起保证作用。
安全管理层次应为直线垂直管理，各部门在上一级领导下做好本职工作，发布指令、执行指令不能交义，应按安全管理层次图运作，做到职责分明，责任到人。
根据《山西省煤矿安全生产监督管理规定》（山西省人民政府第171号令）管理人员依法送县级以上人民政府负责安全的部门依法培训。
责职范围

一是建立、健全各级领导安全生产责任制、职能机构安全生产责任制、岗位人员安全生产责任制；
二是组织制定本单位安全生产规章制度和操作规程；
三是保证本单位安全生产投入的有效实施；
四是督促、检查本单位的安全生产工作，及时消除生产安全事故隐患；
五是组织制定并实施本单位的生产安全事故应急救援预案；
六是及时、如实报告生产安全事故。
七是设置安全生产管理机构和安全生产管理人员。
八是制定从业人员的安全生产教育和培训规划。
九是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要的安全生产知识，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的从业人员，不得上岗作业。
十是采用新工艺、新技术、新材料或者使用新设备，必需了解、掌握其安全技术特性，制定并采取有效的安全防护措施，并对从业人员进行专门的安全生产教育和培训。
十一是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。
十二是特种作业人员的管理：特种作业，是指容易发生人员伤亡事故，对操作者本人、他人及周围设施的安全有重大危害的作业。根据现行有关规定，特种作业大致包括：瓦斯检查工、井下爆破工、安全检查工、主提升机操作工、井下电钳工、采煤机司机等，必须按照国家《煤矿安全培训监督检查办法》(试行)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。没有特种作业操作资格证书的，不得上岗从事特种作业。
十三是编制年度灾害预防和处理计划，并根据具体情况及时修改，组织矿井救灾演习。
通风组的安全生产职责：
一是确保矿井通风系统的合理，检查通风网路和风流控制设施。
二是确保控制风流设施必须可靠。
三是按瓦斯、二氧化碳、气候条件和工业卫生的要求合理配风。
四是合理选择通风设备，保证通风机连续、可靠、安全运转。
五是建立局部通风机的开、停制度。
六是搞好掘进巷道同其它巷道贯通的通风。
监测组的安全生产职责：
一是瓦斯检查与监测，制定瓦斯巡回检查和请示报告制度。
二是制定排放瓦斯措施。
三是制定预防瓦斯爆炸的措施，防止瓦斯积聚与超限。
四是制定煤与瓦斯突出及其防治措施。
五是矿尘防治监控，矿井火灾监控。
六是煤层顶板灾害防治监控。
七是矿井水害防治监控。
八是煤矿机械、运输事故防治、制定防治措施。
九是提升设备安全管理。
十是电气事故的防治与管理。
二、安全培训　
根据《中华人民共和国煤炭法》第四十条规定：煤矿企业应当对职工进行安全生产教育、培训：未经安全生产教育、培训的，不得上岗作业。
1.煤矿矿长、副矿长、总工程师送二级培训机构培训。
2.特种作业人员送三级培训机构培训。
3.新职工送四级培训机构培训。
煤矿企业新职工必须进行安全教育培训，并经考核(考核)合格后，方可上岗作业。
新职工的安全教育培训内容应包括：
⑴国家有关安全生产的方针、政策、法律法规；
⑵企业安全生产规章制度，劳动纪律；
⑶通用安全生产技术、劳动卫生知识、预防工伤事故和职业危害的一般措施；
⑷企业、车间及所从事岗位的安全生产基本情况；
⑸岗位安全操作规程，岗位安全注意事项；
⑹岗位主要职业危害、事故应急处理措施和典事故案例；
⑺劳动防护用品(用具)的性能及使用方法。
4.经常性安全教育
⑴班前会讲安全；
⑵周安全活动日；
⑶三大规程学习会；
⑷施工或作业前安全技术交底；
⑸复工前再培训（集中学习）；
⑹专题安全技术讲座；
⑺事故现场会；
⑻安全影视教育；
⑼广播、板报、墙报宣传；
5.职工脱产轮训
主要是继续工程教育，新技术、新工艺、新知识强化学习，各单位应根据自己的情况和需要，把职工脱产轮训工作制度化、经常化。
6. 安全竞赛和其它安全活动
⑴操作技术表演；
⑵安全知识竞赛；
⑶技术比武；
⑷安全生产活动周(月)(百日安全活动)等。
　　　
第二节 概 算

一、投资范围
本次初步设计概算投资范围包括安全专篇设计所规定的全部井巷工程、土建工程、安装工程、设备及工器具购置、土建工程和工程建设其它费用的投资，预备费按规定列入建设项目总造价。
二、编制依据
(一)工程量：依据初步设计提供的工程量表、图纸、说明书及机电设备器材目录。
(二)采用定额指标
井巷工程：执行煤规字〔2000〕第48号文颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额》（99统一基价）及《煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额》（99统一基价）。
土建工程：执行煤规字〔2000〕第183号文颁发的《煤炭地面建筑工程概算指标》（99统一基价）。
机电设备安装工程：执行煤规字〔2000〕第183号文颁发的《煤炭建设机电设备安装工程概算指标》（99统一基价）。
工程建设其他费用：参照煤安监一字〔2002〕65号文并按照矿井具体情况计取。
(三)设备、材料预算价格及有关费用
设备价格采用询价、《煤炭工业常用设备价格汇编》（九九版），2007年《机电产品报价手册》。
材料预算价格采用《山西工程建设标准定额信息》2007年第2期，不足部分采用《煤炭工业安装工程定额外材料预算价格》（九九版）
设备运杂费：按设备原价的6%计算。
材料运杂费：安装工程定额外材料按材料原价的8%计算。
备品备件购置费：按设备价值的1%计算。
(四)工程取费
执行煤规字〔2000〕第48号文，见“费率计算表”。
(五)基本预备费
执行煤规字〔2000〕第48号文颁发的规定，按7%计取。
三、投资分析
根据以上编制依据，计算出本矿井安全工程总造价为9731.42万元。其中：井巷工程投资为1795.62万元，占总造价的18.45％；土建工程投资为389.84万元，占总造价的4.01％；设备及工器具购置投资为3680.20万元，占总造价的37.82%；安装工程投资为2834.39万元，占总造价的29.13%；工程建设其他费用投资为1031.37万元, 占总造价的10.60%；其中预备费投资造价为636.64万元，占总造价的6.54%。安全工程总造价占初步设计总造价的11.05％。详见总概算表。

目 录
前 言 1
第一章 井田概况及安全条件 7
第一节 井田概况 7
第二节 安全条件 13
第三节 矿井设计概况 34
第二章 矿井通风 63
第一节 概 况 63
第二节 矿井通风 64
第三章 粉尘灾害防治 76
第一节 粉 尘 76
第二节 防尘措施 76
第三节 防爆措施 84
第四节 隔爆措施 85
第五节 矿井地面生产系统防尘 89
第四章 瓦斯灾害防治 90
第一节 瓦 斯 90
第二节 防爆措施 91
第三节 隔爆措施 96
第五章 矿井防灭火 97
第一节 概 况 97
第二节 开采煤层自燃预测及防治措施 97
第三节 井下外因火灾防治及装备 104
第六章 矿井防治水 114
第一节 矿井水文安全条件分析 114
第二节 矿井防治水措施 121
第三节 井下防治水安全措施 135
第七章 井下其它灾害防治 137
第一节 顶板灾害防治及装备 137
第二节 提升运输事故防治措施及装备 144
第三节 电气事故防治措施及装备 149
第八章 矿井安全生产监控 152
第一节 概 述 152
第二节 测控点的确定 153
第三节 各类传感器装备量 154
第四节 安全生产监控地面中心站及传输设备的选择 155
第五节 矿用安全生产监控系统运行可靠性分析 155
第九章 矿井安全检测及其它装备、矿山救护队 157
第一节 矿井安全检测及其它装备 157
第二节 矿山救护队 159
第三节 矿山保健设施 162
第十章 劳动定员和概算 163
第一节 劳动定员 163
第二节 概 算 168
附件：
一、机电设备目录
二、概算书
附录：
一、设计委托书；
二、国土资矿划字[2006]063号文件：国土资源部划定矿区范围批复；
三、山西省煤炭工业局晋煤规发[2006]539号文件：关于《山西省***公司**煤矿井田勘探地质报告》的批复及评审意见书；
四、山西省煤炭工业局文件晋煤办基发［2006］610号关于山西省***公司**煤矿及选煤厂初步设计的批复；
五、中华人民共和国国家发展和改革委员会能煤函［2007］9号文件“国家发展改革委能源局关于**煤矿资源整合项目有关事项的通知”；
六、山西省发展和改革委员会晋发改能源发[2007]176号文件：关于山西省***公司**煤矿项目核准的批复；
七、国家环境保护总局环审[2006]461号文件：关于山西省晋神能源有限公司**煤矿及选煤厂新建工程环境影响报告书的批复；
八、晋煤整合办核[2006]3号文件：关于《河曲县煤炭资源整合和有偿使用工作方案》的核准意见；
九、忻安监煤字[2005]163号文件：关于2005年度乡镇煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复；
十、高压供用电合同
十一、内蒙古煤田地质科研所2006煤资第243号关于山西晋神能源有限公司河曲公司**煤矿的煤质检验报告；
十二、山西省河曲县水利水保局与山西晋神能源有限公司**煤矿签订的供水意向协议；
十三、山西晋神河曲煤炭开发有限公司与河保偏矿山救护队签订矿山救护委托协议；

图纸目录