和盛施工组织设计

和盛煤业有限公司基建工程施工组织设计会审表 会审综合意见 1、本矿井虽然为低瓦斯矿井，在基建井巷施工加强通风管理，防止瓦斯事故的发生。 2、加强水文地质的研究工作，查清各断层的导水性、各含水层的水文条件和水力联系情况。在巷道施工中必须加强防治水、探水工作，防止矿井突水事故的发生，确保安全施工。 评审参加人会审签字： 1、建设单位 审 批 人： 签字人： 审批意见： 时间： 物资供应部： 后勤经营部： 工程技术部： 生产调度室： 基建 矿 长： 机电副经理： 安全副经理： 生产副经理： 技术负责人： 单位盖章： 2、施工单位 审 批 人： 签字人： 审批意见： 时间： 项目部经理： 技术负责人： 安全负责人： 单位盖章： 3、监理单位 项目总监： 单位盖章：

目 录

前 言

第一章 井田概况及建设条件 第二章 施工组织设计概况 第三章 采区布置及装备安装施工 第四章 通风与安全施工 第五章 矿井主要设备安装施工 第六章 地面生产系统施工 第七章 辅助设施施工 第八章 工 业 场 地 施 工 第九章 矿井地面其他场地施工 第十章 电 气 施 工 第十一章 地面建筑施工 第十二章 给水排水施工 第十三章 建井工期 第十四章 技术经济

第十五章 施工安全和质量保证措施 第十六章 矿井建设的组织与管理

前 言

一、施工组织设计的指导思想

本矿井施工组织设计的指导思想是：认真贯彻执行国家、电力、煤炭工业有关方针政策，以市场为导向，经济效益为中心，充分考虑山西煤销集团建设煤矿的特点，结合井田实际情况，依靠科学技术进步，从分析矿井建设主要矛盾线入手，优化施工方案和方法，合理安排矿井建设过程中各个生产环节和各个单位工程之间的平行交叉作业和协调、均衡施工，在确保安全和工程质量的前提下安排工程进度，缩短建设周期，尽快形成矿井的综合生产能力。

二、施工组织设计的编制原则

1、认真研究施工方案及方法，对矿井建设期间的各项重点工程施工方案进行充分论证的基础上，切实做到科学设计、精心施工。

2、合理安排施工顺序，特别是井筒的开工顺序，在正确选择技术先进、经济合理的施工方案和方法的基础上，认真分析矿井建设主要矛盾线，对矿、土、安三类工程综合排队，确定矿井建设总工期。

3、合理确定矿、土、安三类工程施工进度指标，本着实事求是的原则，参照全国近年来的进度指标及工期定额指标合理确定矿井建设施工进度指标。

4、建井期间尽量利用永久建筑和设施，严格控制大临工程，以达到缩短工期，降低造价，提高工程质量和投资效益的目的。

5、积极利用和推广国内外矿井建设行业之有效的先进技术和经验，选用成熟配套的施工设备，以提高施工机械化程度，减轻劳动强度。

三、施工组织设计的编制深度、范围

本矿井施工组织设计的深度范围仅限于矿井工业场地及井下所有工程：

1、矿井进行资源整合后的设计生产能力为60万t/a，矿井采用一次设计，一次建成投产的移交方式。 2、充分利用现有工业场地及其地面设施。

3、矿井采用平硐、斜井综合开拓方式，整合设计做合理变更和调整。 保留工业场地：保留原和盛工业场地作为整合后矿井工业场地。 保留井筒：原乾盛煤矿主平硐。

新建井筒：在原和盛工业场地北侧新建一个回风斜井、一个副平硐。

设计利用乾盛煤矿主平硐作为整合后矿井的主平硐，新建一个回风斜井、一个副平硐，主井井筒内装备0.8m宽的带式输送机，担负全矿井的煤炭提升任务；副井铺设30 kg/m轨道，担负矿井矸石、材料、设备辅助提升任务；回风斜井为专用回风井筒，担负全矿井的回风任务；三个井筒均作为矿井的安全出口。

关闭井筒：关闭原创盛煤矿、原昌盛台煤矿的所有井筒。

4、井下采用煤层大巷布置方式，主运输采用胶带输送机，可实现自回采工作面刮板运输机至地面胶带输送机“一条龙”连续运输，用人少、效率高、故障率低、安全性好，利于实现集中管理与控制。辅助运输因地制宜选用提升绞车、无极绳连续牵引车、调度绞车相结合的方式，可靠适用、灵活便利。

5、回采工作面采用长壁式采煤方法，具有易管理、产量高、易回采的优点。以一个采区、一个综放工作面保证矿井设计生产能力，实现矿井高产高效。

6、设计确定首采区布置在工业场地东侧的一采区，首采区面积1.98km。设计9+10号煤层采用一次采全高综采回采工艺。矿井投产时布置一个9+10号煤层综采工作面，配备1个综合机械化掘进工作面和1个普掘工作面。

7、根据矿井实际情况，整合后矿井保留原和盛煤矿工业场地作为整合后矿井工业场地，简化矿井地面布置，只留必要的生产、生活及辅助设施。工业场地根据地形特点按功能由南向北分为三个场地四个区，即矿井办公生活区、煤炭生产储运区、辅助生产仓库区及风井区。功能分区明确，布局紧凑合理，生产生活相对分开，人流物流煤流各行其道，避免相互交叉干扰。

8、监控管理信息化：为保证安全正常生产，提高效率和经济效益，本矿井井下环境监测系统、生产过程监控系统、矿井信息管理系统实现电脑化，促进各项管理工作和安全监控现代化、科学化。

9、安全环保文明化：认真贯彻煤矿安全生产法规，落实各项措施，防治各种自然灾害，保障安全生产。同时加强环境保护，绿化美化工业场地；发展循环经济，促进与自然的和谐发展。

10、地面设施与地面布置

（1）公路：设计推荐采用公路运输，将现有运煤公路路基、路面加宽，由厂矿道路改造为厂矿道路三级公路，改造长度0.60km。另再新建一条风井公路及货运公路，长度分别为0.40km、0.60km。

（2）供电：本矿井设10kV地面变电所，两回10kV电源，一回引自河底35/10kV变电站10kV母线侧，另一回引自口子河110/10kV变电站10kV母线侧，线路均采用架空方式，选用LGJ-240型钢芯铝绞线，线路长度分别为3.3km和6.0km。

（3）供水：设计拟在矿井工业广场外沟谷地带建两口水源井，井径300mm，预计单井涌水量为20m3/h，主要为矿井提供生活用水水源；矿井水经过处理后可用于井下消防洒水水源，不足部分由地面水源补充。由于目前没有作专门的水源勘探工作，建议应尽快开展。

四、本施工组织设计的主要技术经济指标

1、矿井设计生产能力：60万t/a，整合后全井田保有工业储量为3034.1万t，设计资源量为2468.2万t，可采储量1754.5万t，矿井服务年限20.9a。

2

2、矿井设计井巷工程量 其中：井巷长度：9632.2m

万吨掘进率：160.5m 3、总占地面积：7.337hm2

其中：主、副井场地占地面积：4.938hm2

矿井办公生活场地占地面积：1.463hm2 回风斜井占地面积：0.50hm2 4、在籍人数：586人 5、效率： 5.41/工 6、建设工期：19个月 7、项目投资规模和资金筹措

本矿井建设项目总资金为77392.00万元，其中：矿井静态投资41213.47万元，并购费32500万元，建设期利息3137.99万元，铺底流动资金540.54万元。项目税后财务内部收益率为13.07%，高于基准收益率10％，税后投资回收期7.45年，总投资收益率15.21%。开发本矿井具有较好的经济效益和较强的抗风险能力。项目资金的筹措分为项目资本金和贷款。

五、存在的主要问题及建议

1、建议在首采区范围内进行三维地震勘探，提高首采区的构造控制程度。

2、建议进一步落实采空区的范围，防止井下采掘工程进入采空区，确保井下生产和施工的安全。

3、由于本矿井为整合矿井，同时周边煤矿较多，建议采取相应措施落实邻近矿井采空区积水情况，确保矿井的安全生产。

4、建议加强水文地质的研究工作，查清各断层的导水性、各含水层的水文条件和水力联系情况。

5、本矿井煤层埋藏较浅，建议煤矿企业查清矿井及其附近地面水流的汇水、渗漏情况，疏水能力和有关水利工程情况，掌握历年降水量和最高洪水位资料，建立疏水、防水和排水系统。对漏水的沟渠和河床，应及时堵漏或改道。对地面裂隙和塌陷点进行填塞。

6、在每年雨季前，要建立雨季防治水措施。每次降大到暴雨时和降雨后，派专人检查矿区及其附近地面有无裂缝、老窑陷落和岩溶塌陷等现象。发生漏水情况，及时处理。

7、新建的建（构）筑物基础应根据工程地质勘察资料进一步核实后确定新建的建（构）筑物的建筑结构形式。 8、本井田为低瓦斯矿井，在矿井建设、生产过程中应进一步研究瓦斯分布状况，加强瓦斯管理，确保矿井安

全生产。

第一章 井田概况及建设条件

第一节 井田自然概况

一、交通位置

本矿井位于山西省临汾市尧都区河底乡张马庄、靳家川村附近，行政区划属临汾市尧都区河底乡管辖。地理坐标为：北纬36°08′55″～36°11′-25″，东经111°09′23″～111°13′36″。

本井田交通以公路为主，自井田向东3km可达光华至河底柏油路。光华到河底15km，沿襄汾～光华及临汾～河底两条公路可达南同蒲铁路，也可到达大运高速公路。从井田经河底、枕头、小榆33km可达临汾，交通较为便利，详见交通位置图1-1-1。

二、地形地貌

井田位于吕梁山南段东部，属强烈侵蚀的中山地貌，沟谷切割强烈，多呈“V”字形，地势总体呈北东高南西低，最高点位于井田北东部东沟村一带，标高约为+1465.5m，最低位于井田西南部碗窑沟村沟谷中，标高约为+1065m，相对高差为400.50m。

三、河流

井田地表中部分布近南北向地表分水岭—十亩梁，分水岭以东地表水汇入西沟河，西沟河往南西汇入河底河；分水岭以西地表水汇入河底河，河底河往南东经光华至襄汾县注入汾河。井田地表水属黄河流域汾河水系。

井田内河流属季节性河，沟谷基本常年无水，雨季才有水流，雨后不久即断流。 四、气象及地震情况

本区四季分明，昼夜温差较大，蒸发量大于降水量，属大陆半干旱季风型气候。年降水量最小为380.6mm，最大为611.4mm，多年平均降水量508.5mm；年蒸发量最小为1519.6mm，最大为2346.4mm，多年平均蒸发量1723.7mm，冬春二季雨雪少，夏末秋初雨水较多，且多集中在7、8、9三个月。年平均气温13℃，气温低达-15℃，最高气温为30℃，结冰期为十一月下旬至翌年二月底，无霜期150天左右，最大冻土深度为61cm。夏季多东南风，冬季多西北风。

本井田东邻临汾盆地，临汾盆地是我国著名的强烈震区之一，据史料记载自公元前231年以来，曾发生严重破坏性地震15次之多，为地震多发区。根据《建筑设计抗震规范》GB50011-2001以及《中国地震动参数区划图》GB18306-2001，本区地震动峰值加速度为0.20g，抗震设防烈度为8度。

五、社会经济状况

临汾市尧都区矿产资源较丰富，主要有煤、铁、铝、油页岩、石灰岩、天然气等20余种，尤以煤为最，农业以种植业为主，其次有养殖业。

第二节 兼并重组前各矿现状

本矿井由三个矿井整合而成，分别是山西靳家川创盛煤业有限公司、山西临汾昌盛台煤业有限公司和山西临汾乾盛煤业有限公司，重组后井田面积14.6521km，批准开采2～11号煤层，批准兼并重组整合后矿井生产能力为0.60Mt/a。

一、山西靳家川创盛煤业有限公司

山西靳家川创盛煤业有限公司（以下简称“原创盛煤矿”）2006年由临汾市尧都区河底乡靳家川煤矿和临汾市尧都区河底乡靳家川晋蜀煤矿及周边空白资源整合而成，批准井田面积4.7792km，开采2、10号煤层，设计生产能力0.21Mt/a。2008年5月，根据山西省煤炭工业局和临汾市煤炭工业局文件批复，同意原创盛煤矿按0.30Mt/a建设。

原创盛煤矿始建于1962年，采用一对平硐开拓，开采2号煤层，目前2号煤层资源已枯竭。2001年新布置一对斜井开拓全井田，开采10号煤层，目前一对斜井和井下巷道和回采工作面已经形成。现有井筒特征及装备见表1-2-1。

主斜井净宽2.2m，净高2.7m，净断面5.4m2，倾角18o，斜长187m，采用半圆拱形砌碹支护，主井装备SSJ-800型带式输送机，担负全矿井的煤炭运输和进风。

副斜井净宽2.5m，净高2.75m，净断面6.2m2，倾角30o，斜长148m，采用半圆拱形断面，料石砌碹，安装JTK-08

2

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型矿用提升绞车一台，单钩串车提升，安装DBK54-6-№14型对旋轴流式通风机两台，担负全矿井的提矸、下放材料、升降人员和全矿井的回风任务，回风斜井兼作安全出口。

矿井整合前井下装备一个高档炮采工作面，两个普掘工作面。

井下胶带运输大巷采用SSJ-800胶带输送机，辅助运输采用调度绞车串车运输。

矿井实现双电源供电，一回来自尧都区河底变35kV电站835线，距离3.6km；另一回来自口子河110kV变电站531煤矿专用线，距离6.0km。主变压器有S9-500/10型变压器两台，下井电压为10kV。

表1-2-1 资源整合前原创盛煤矿井筒特征及装备表 序号 纬距（X） 1 2 3 4 5 6 7 80坐标（m） 经距（Y） 井口标高（m） 方位角（°） 井筒倾角（°） 井筒斜长（m） 井筒净径或净宽（m） 断面形状 净断面（m） 2井筒名称 井筒特征 主斜井 4005590 19519655 +1264.4 180 18 187 2.2 半圆拱 5.4 副斜井 4005634 195196704 + 1261.7 180 30 148 2.5 半圆拱 6.2 JTK-08型矿用提升绞车备注 8 井筒装备 SSJ-800型带式输送机 一台，DBK54-6-№14型对旋轴流式通风机两台

二、山西临汾昌盛台煤业有限公司

山西临汾昌盛台煤业有限公司（以下简称“原昌盛台煤矿”）始建于1977年，属村办集体企业，原批采2号煤层，年产量9万t。经20余年开采，井田范围内2号煤层已经枯竭。1999年8月25日山西省地质矿产厅批准开采10号煤层，生产规模0.21Mt/a。

2001年5月重新建井，2002年12月通过临汾市、区主管部门验收，2003年5月进行试生产，设计能力为0.21Mt/a，采用一对斜井开拓，目前一对斜井和井下巷道和回采工作面已经形成。2003年10月29日，由山西省国土资源厅重

新换发了采矿许可证，证号14000003211192，批准井田面积2.8797km2。现有井筒特征见表1-2-2。 采用壁式采煤法，爆破落煤，全层开采，带式输送机运输。通风系统为中央并列式，抽出式机械通风。

表1-2-2 资源整合前原昌盛台煤矿井筒特征及装备表 序号 纬距（X） 1 2 3 4

三、山西临汾乾盛煤业有限公司

山西临汾乾盛煤业有限公司（以下简称“原乾盛煤矿”）始建于1984年，1992年正式投产，批准开采2号煤层，目前资源已经枯竭。2004年在井田西部布置一对主、副平硐开采10号煤层，批准开采井田面积5.1592km，设计生产能力0.21Mt/a，2010年核定生产能力0.30 Mt/a。目前一对平硐、井下巷道和回采工作面已经形成。现有井筒特征及装备见表1-2-3。

表1-2-3 资源整合前原乾盛煤矿井筒特征及装备表

井筒名称 序号 井筒特征 主平硐 纬距（X） 1 2 3 4 5 6 7 80坐标（m） 经距（Y） 井口标高（m） 方位角（°） 井筒倾角（°） 井筒斜长（m） 井筒净径或净宽（m） 断面形状 净断面（m） 8 井筒装备 JT-1.231.0绞车 式通风机两台 22

井筒名称 井筒特征 主斜井 4003510 19514875 +1155 240 25 80坐标（m） 经距（Y） 井口标高（m） 方位角（°） 井筒倾角（°） 19514890 +1157 240 27 副斜井 4003480 备注 备注 副平硐 4003852.444 19516450.775 1123.226 284° 2°～3° 230 2.5 半圆拱 5.7 4003995.677 19516433.828 +1120.25 316° 5°24′ 470 3.5 半圆拱 8.5 STJ-800带式输送机一部，FBCZ-6-№15型对旋轴流主平硐净宽3.5m，净高2.8m，净断面8.5m2，井筒长470m，采用半圆拱砌碹支护，装备STJ-800带式输送机一部，装备JT-1.231.0型矿用提升绞车一台。担负全矿井的煤炭运输、提矸、下放材料和进风。

副平硐净宽2.5m，净高2.55m，净断面5.7m2，井筒长230m，采用半圆拱形断面，料石砌碹，安装FBCZ-6-№15

型对旋轴流式通风机两台，担负全矿井的回风任务，兼作安全出口。

矿井整合前井下装备一个普采工作面，两个普掘工作面。

井下胶带运输大巷采用SPJ-650/2322型带式输送机，辅助运输采用调度绞车串车运输。

矿井实现双电源供电，一回来自尧都区河底变35kV电站837线，距离2.0km；另一回来自口子河110kV变电站531煤矿专用线，距离4.0km。主变压器有S9-315/10/0.4型变压器四台，下井电压为10kV。

三、整合后可利用井巷工程及其断面特征

根据矿井整合方案和原煤矿开拓开采实际情况，经计算复核后，矿井主要利用原乾盛煤矿的的主平硐，其断面特征见表1-2-4。

表1-2-4 矿井整合后能利用的井巷工程断面特征表

净宽 序号 1 2

四、整合后可利用原有设备

根据矿井整合方案和原煤矿配备的设备情况，矿井整合设计能利用的原有设备详见表1-2-5。 表1-2-5 矿井整合后能利用的矿井主要原有装备表

单序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 名称 煤矿综合监测系统 监控分站 瓦斯传感器 温度传感器 风速传感器 CO传感器 风门开关 负压传感器 设备开停传感器 本安电源 矿用人员安全监测系统 监测分站 井下考勤分站 型号 KJ78N KJF83A GJ4/100 KG3044 KG3088 GTH1000 GFK20 KG3033 GKT5 KDW53 KJ237 数井巷名称 主平硐 煤仓 断面形状 半圆拱 圆形 支护形式 （m） 砌碹 砌碹 3.5 4.0 净断面 （m） 8.5 12.56 2掘进断面（m） 10.5 19.6 主平硐 二采区煤仓 2用途 位 量 套 台 只 只 只 只 对 只 只 只 套 台 台 1 5 25 1 3 5 5 5 4 9 1 3 1

（3）井底车场长度较大的直线巷道之间，应留有一定的岩柱距离，避免相互之间的不利影响。 （4）尽量减少交岔点的数量和减小交岔点断面跨度。

（5）尽可能提高井底车场的机械化水平，简化调车作业，提高井底车场通过能力。 （6）新增副平硐和回风斜井，利用原有的主平硐作为矿井整合后的主平硐。

（7）煤流运输方式：胶带输送机把煤炭输送到井底水平煤仓，再通过胶带转载至主平硐带式输送机运至地面。 （8）辅助运输：采用轨道运输方式，采用600mm轨距，XK8/6-KBT型蓄电池电机车牵引1.0t矿车。掘进矸石由蓄电池电机车牵引至地面。

副平硐空、重车线及调车线均按1.0列车长度设计，取40m。 2、井底车场型式

根据以上原则，设计经多方案技术经济分析比较后，确定副平硐井底车场形式为平车场，该车场具有形式简单、工程量少等特点，井底车场与集中轨道大巷相接，见车场插图3-5-1。

二、调车方式及通过能力 1、调车方式

矿井生产时期，来自集中轨道大巷的矸石列车，进入车场调车线后，无极绳牵引车摘钩，然后由蓄电池电机车牵引经副平硐到地面。

2、通过能力

本井底车场仅担负矸石和材料运输，辅助运输量较小，根据线路布置及调车方式，井底车场的通过能力富裕系数较大，完全能够满足矿井辅助运输的要求，符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。

（二）副平硐井底车场

各工作面的矸石由无极绳牵引车牵引进入集中轨道大巷，经集中轨道大巷后到副平硐井底车场。 三、井底车场主要硐室 （一）车场主要硐室 1、主平硐系统硐室

集中胶带大巷通过井底煤仓和主平硐连接。煤炭由井底煤仓运至主平硐，通过主平硐带式输送机运出地面；掘进煤通过集中轨道大巷和集中胶带大巷联络巷进入井底煤仓。

（1）新设一个煤仓，煤仓净直径为8m的圆筒仓，煤仓高度25m，总容量约800t。 （2）排水系统

主平硐底利用原乾盛煤矿已有的主排水泵房硐室及水仓，原有泵房硐室长度18.5m；水仓断面4.83m，主水仓容量为120 m，副水仓容量为100 m。

（3）机头硐室及联络通道

集中胶带大巷输送机机头硐室，采用直墙半圆拱断面，锚(网)喷支护，长度50m，掘进断面24.8m，掘进体积为1240 m。

煤仓顶联络通道采用直墙半圆拱断面，锚(网)喷支护，长度110m，掘进断面10.1 m，掘进体积为1111 m。 胶带机头回风联络巷采用直墙半圆拱断面，锚(网)喷支护，长度80m，掘进断面10.6 m，掘进体积为848 m。 （4）主平硐清理联络巷

主平硐清理联络巷采用直墙半圆拱断面，锚(网)喷支护，长度150m，掘进断面10.6 m，掘进体积为1590 m。

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2、副平硐系统硐室

（1）爆破材料发放硐室及通道

爆破材料发放硐室布置在副平硐井底车场北侧，回风道引入集中回风大巷，采用直墙半圆拱断面，锚(网)喷支护，硐室长度25m，掘进断面6.8m；硐室通道长度65m，掘进断面8.3m。

（2）调度室

调度室布置在副平硐井底车场南侧与集中轨道大巷相接处，采用直墙半圆拱断面，锚(网)喷支护，长度5m，掘进断面16m。

（3）主变电所硐室及通道

主变电所硐室布置在副平硐井底车场南侧，采用直墙半圆拱断面，钢筋混凝土砌碹支护。硐室长度30m，掘进断面23.6m，硐室通道长度40m，掘进断面6.5 m。

四、车场及硐室支护

车场及硐室大部分处于9+10号煤层及其顶底板岩石中，车场巷道及部分硐室原则采用锚(网)喷支护方式，主要硐室采用混凝土或钢筋混凝土砌碹支护。实际施工过程中，应根据实际揭露围岩情况进行调整。必要时增加锚索或架设U型钢棚以加强支护，保证安全。

五、井底车场巷道及硐室工程量

井底车场巷道及硐室工程量见表3-5-1。

表3-5-1 井底车场巷道及硐室工程量表 序号 1 2 3 4

第三章 采区布置及装备安装施工

第一节 采区布置施工

项目 车场巷道 交岔点 硐室 供电系统 合计 长度(m) 60 71.9 575 25 731.9 掘进体积(m) 966 1974 9034.5 492.5 12467 32

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一、初期采区位置选择及移交（达产）采区个数

根据矿井开拓布局和煤层开采条件，为保证矿井达到设计生产能力，设计确定一采区为初期采区。 二、煤层开采顺序

根据地质报告，初期开采范围内共有煤层3层，分别是4、9和11号煤层，4号煤大部已采。9号煤和11号煤煤层平均间距12.9m。设计首先开采9号煤层。

三、回采工作面接替

首采区即为901采区，共布置6个工作面，其中9煤层3个分别为9011、9012、9013，11煤层3个分别为9014、9015、9016.，401采区布置1个工作面，为4011工作面，902采区布置2个工作面，为9021、9022工作面。首采区回采工作面接替顺序

四、采区车场形式及硐室 1、采区车场形式

一采区轨道巷采用无极绳连续牵引车牵引，因此，中部车场采用平车场，人力摘挂钩。 2、采区硐室

采区主要硐室有：顺槽输送机机头硐室、变电所等。 五、开采方式

针对本井田初期采区煤层赋存情况，首采工作面9011开采后，接续工作面布置在其北侧9012工作面。 采区内回采工作面采用后退式开采，这种方式可以探明工作面的地质情况，简化回采工作面工艺系统，确保矿井稳产高产。

六、采区运输及其它装备 1、运输系统 （1）煤炭运输系统

井下煤炭由采煤工作面至井底煤仓全部实行连续运输，回采工作面出煤的运输流程如下：

采煤工作面（刮板输送机）→胶带顺槽（转载机、胶带输送机）→胶带巷（胶带输送机）→胶带暗斜井（胶带输送机）→井底煤仓。

煤层巷道掘进工作面出煤的运输流程如下：

综掘工作面掘进煤→顺槽（胶带输送机）→溜煤眼→胶带大巷→胶带暗斜井（胶带输送机）→井底煤仓。 （2）辅助运输系统

本矿井主要辅助运输系统采用无极绳绞车和调度绞车相结合方式。担负全矿井的人员、辅助材料、工作面搬

家和掘进工作面矸石运输任务。

副斜井及轨道暗斜井运人采用斜井人车。 （3）排水系统

工作面水由水泵排至井底车场附近的水沟内，然后自流进入井底水仓。井底水仓内的水经主排水泵排至地面。 2、其它设备选型

本矿井具有煤层埋藏的特点，设计配备了液压支架压力下缩自记仪、顶板动态仪等检测仪表，还装备了环境

监测系统。

第二节 巷道掘进施工

一、巷道断面和支护形式

根据本矿井巷道围岩状况，借鉴邻近矿井巷道支护经验，初步确定井底车场巷道、大巷及暗斜井均采用直墙

半圆拱断面，胶带输送机暗斜井、轨道暗斜井均采用锚网喷支护形式；9煤层轨道大巷、胶带输送机大巷和轨道顺槽采用矩形断面，均采用锚网梯支护；主要硐室采用锚网喷、砼（或钢筋砼）碹复合支护，如遇到围岩破碎时可增加锚索或架设U型钢棚加强支护。

二、掘进工作面个数及掘进机械配备 1、掘进工作面个数

为保证矿井开拓、准备及回采工作面的正常接续，设计共配备3个掘进工作面，其中2个综掘工作面，1个普

掘工作面。

2、综掘工作面设备配备

矿井主要掘进设备配备见表5-3-1和5-3-2。 三、矿井采掘比

设计1个工作面达产，配备3个掘进工作面满足矿井的正常接续。回采与掘进工作面的采掘面头比为1：3。

第四章 通风与安全施工

第一节 概况

一、矿井瓦斯、煤尘、自燃情况 1、瓦斯

（1）矿井瓦斯

根据临汾市煤炭工业局以临煤审发[2007]412号、临汾市安全生产监督管理局以临安审发[2005]10号等级鉴定批复结果，本矿井开采9+10号煤层2004～2007年度矿井绝对瓦斯涌出量0.50～2.89m3/ min，相对瓦斯涌出量0.28～1.14m3/ t，属低瓦斯矿井。详见9+10号煤层矿井瓦斯等级鉴定批复统计表6-1-1。

表6-1-1 本矿及邻矿矿井瓦斯鉴定成果表

采样点 年 度 煤 层 号 山西临汾乾盛 煤业有限公司 尧都区河底乡 靳家川煤矿 尧都区河底乡 第二煤矿

随着矿井开采深度的延深，瓦斯涌出量有可能还会增大，对矿井建设和安全生产造成隐患。因此，要加强井下瓦斯监测和安全通风工作，防止瓦斯灾害发生。

（2）钻孔瓦斯

本次勘探共采取瓦斯样7个，主要可采煤层测试结果叙述如下：

2号煤层甲烷含量0.01～0.24mL/g.可燃质，平均0.13mL/g.可燃质。自然瓦斯成分甲烷占到0.00～8.60%，平均4.30%，属N2带。

9+10号煤层甲烷含量0.13～0.38mL/g.可燃质，平均0.26mL/g.可燃质。自然瓦斯成分甲烷占到0.00～22.87%，平均7.57%，属N2带，个别点属N2～CH4带。详见表6-1-2。

表6-1-2 各煤层瓦斯含量统计表

瓦斯含量mL/g(干燥煤层号 无灰基)甲烷(CH4) 相对 涌出量 m3/t 绝对 涌出量 m3/min 二氧化碳（CO2） 相对 涌出量 m3/t 绝对 涌出量 m3/min 批复等级 临汾市煤炭工业局文批复文件 2007 9+10 2.13 0.67 1.43 0.45 低 件（临煤审发[2007]412号） 2004 2005 2004 2005 9+10 9+10 9+10 9+10 1.85 2.89 2.50 0.50 0.35 0.66 1.14 0.28 1.85 4.20 2.5 0.35 0.76 1.39 低 低 低 低 临汾市安全生产监督管理局文件（临安审发[2005]10号） CH4 0.00～8.60 CO2 3.58～9.07 N2 81.84～96.42 C2～C8 0.000～0.490 自然瓦斯成分(%) CH4 2 0.01～0.24

0.13 0.13～0.38 9+10 0.26 2、煤尘

4.30 0.00～22.87 7.57 6.33 5.52～8.78 6.92 89.13 70.96～92.48 0.245 0.000 85.52 根据临汾市煤炭安全检测检验中心煤尘爆炸性测试结果：火焰长度50mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为35%，煤尘有爆炸危险性。

3、煤的自燃

2010年8月26日山西煤炭运销集团和盛煤业有限公司在本矿井101工作面采取9+10号煤层样由临汾市煤炭安全检测检验中心检测煤的自燃倾向性。测试结果为：自燃倾向性等级属Ⅱ级，属自燃煤层，据调查本矿及邻矿近年来在井上和井下从未发生过煤的自燃现象，但在生产过程中仍应加强原煤的管理工作，谨防因煤层自燃引发各类事故。

二、地温、地压

地温：属地温正常区。本井田为地压正常区。

第二节 矿井通风施工

一、通风方式和通风系统

根据本矿井实际情况，结合开拓部署，矿井采用中央并列式通风方式，抽出式通风方法。 矿井通风系统：新鲜风流从副井、主井进风，经轨道暗斜井、运输顺槽清洗工作面。 乏风从回风顺槽、回风大巷经回风井至地面。

通风容易时期通风系统见图6-2-1，通风困难时期通风系统见图6-2-2。

二、掘进通风和硐室通风

矿井达到设计生产能力时，共配备3个掘进工作面，均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部扇风机对其压入式供给。

井下主变电所、主排水泵房等硐室利用主扇负压通风。 四、新掘井筒通风方式

根据矿井开拓布局，需新建回风立井，设计考虑采用地面设压入式通风机采用压入式通风方式解决井筒掘进期间的掘进通风问题。

五、井下通风设施及通风构筑物

建立通风系统，除了要有巷道和风机设备以外，还须在井上下适宜的地点，安设必要的通风构筑物，引导、隔断和控制风流，保证风流按照需要，定向、定量地流动。

六、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 （一）矿井通风主要设施

1、主要进、回风巷道之间的联络巷中设置双道双向风门，以避免风流短路，并最大可能地减少漏风。 2、在进、回风巷道平交处设置风桥。

3、在独立通风硐室的回风巷道中和进回风巷道尽头的联络巷中，设置调节风门，以控制通风风量。

4、为保证矿井各用风地点，特别是回采、掘进工作面的风量，矿方应配备技术力量强的通风管理人员加强通风管理，根据采掘工作面位置及时调整风量，以确保各用风地点的实际需要风量。

5、在主要风巷中，要建立相应的测风站，以便正确测定各用风地点的风量。 （二）防止漏风和降低风阻的措施

1、提高通风构筑物的质量，加强通风构筑物的严密性，并应经常检修维护，以防漏风。

2、各进、回风联络巷中的风门、风帘、调节风门及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。

3、尽量减少局部阻力，应尽量采用砌碹及光爆锚喷支护技术，巷道应尽量平直，尽量避免急转弯，弯道处尽量采用平缓曲线过渡；主要巷道内不得随意停放车辆，堆积木料等，巷内堆积物要及时清除或排列整齐，尽量少堵塞井巷断面。

4、安设风门地点的选择，要求前后5m内支架完好，无空帮空顶。尽量避免在煤巷中设置风门。

5、门垛四周均要掏槽，槽深在煤中宜不小于0.3m；在岩石中不小于0.2m；门垛厚不小于0.45m。门垛上的电缆和管道孔要堵紧。如有水沟，要在水沟中设反水池。木门板厚不小于30mm，门板要错口接缝。

6、风门应迎风开启，使风扇与门框紧密贴合。门扇与门框接触处应做成沿口，并设衬垫。 7、风门要求设两道以上，在有机车运输通过处，两道风门间距应大于一列车长度。

8、进、回风井之间和主要进、回风巷之间，需要使用的联络巷中，必须安设两道正向和两道反向的风门，防止在反风时风流短路。

9、倾斜运输巷中，不应设置风门。如果必须设置风门，应安设自动风门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。

10、在主要巷道内不长期存放矿车。 11、减少风路中的物料堆积。

12、巷道断面变化处尽量做成弧形形成斜线形。 13、巷道拐弯处尽量转成圆弧形。 14、迎风面的设备外型尽量做成流线型。 15、及时清除总回风巷或风硐中的堆积物。 16、风硐与井巷交接处做成圆滑的壁面。

17、在风速高、风量大的巷道中可在拐弯处设置导风板。

第三节 灾害预防及安全装备

本矿井按低瓦斯矿井设计，9+10号煤层有自然发火倾向和煤尘爆炸危险性，以及水患等不安全因素。在矿井建设和生产过程中，必须严格执行《煤矿安全规程》的有关规定，坚持“预防为主，防治结合，综合治理”的原则，重点防范瓦斯、煤尘、水、火的威胁以及热害的治理，设计选用井下环境安全监测系统和火灾束管监测系统等综合治理的装备和措施，切实防止瓦斯、煤尘、自然发火等灾害发生。

一、预防瓦斯爆炸措施

1、准确确定矿井瓦斯涌出量，采取有效措施，保证矿井安全生产。建议在实际生产过程中及时对全矿井的瓦斯做进一步的鉴定工作，以达到准确确定矿井瓦斯涌出量的目的，并在此基础上，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：矿井必须建立完善的瓦斯检查制度，所有采掘工作面每班至少应检查三次。通风是防止瓦斯积聚行之有效的措施，工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1％或二氧化碳浓度超过1.5％时，必须停止工作，撤出人员，并采取措施进行处理。瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面20m内，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。矿井通风必须作到有效、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。

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。工作面回风流、上隅角分别设置瓦斯检查点，由专职瓦斯检查员每班检查三次，班与班、次与次检查间隔时间为2～4h；工作面上隅角设便携式瓦斯报警仪，悬挂位置距顶板0.3m，距切顶排1m，距下帮0.5m处，并处于

常开状态。

3、 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。

（1）采区内电动机、电器、变压器均采用防爆型；弱电设施为本安型。生产过程中应加强机械及电器设备的管理，防止机械磨擦及碰撞引起火花及电火花引爆瓦斯。

（2）巷道所用风幛必须用不透气、抗静电、阻燃、耐撕裂的材料制造，以防静电引起火花引发瓦斯爆炸。 （3）井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火炉取暖。

（4）井下和井口房内不得从事电焊、气焊或喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊或喷灯焊接等工作，每次必须制定安全措施，并遵守下列规定：

a、指定专人在场检查和监督。

b、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，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。工作地点应至少备有2个灭火器。

c、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。

d、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范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。

e、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。

f、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。 （5）必须使用安全炸药，采用水炮泥，在放炮前仔细检测瓦斯浓度，严禁违章作业。 （6）加强机电设备的检查和维修，保持良好的防爆性能，严防电器失爆。

（7）加强管理，杜绝燃爆瓦斯的火源；杜绝不合理串联通风，防止瓦斯事故的发生。 （8）井下严禁使用一切明火。 （9）严禁在井下修理矿灯。

4、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。

5、防止瓦斯灾害事故扩大：回风斜井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。

6、防止爆炸由局部扩大为全矿性的灾难所采取的措施—设置隔爆水棚。矿井的两翼、相邻的采区、相邻的煤层和相邻的采煤工作面间，煤层掘进巷道同与其相连的巷道间，煤仓同与其相连的巷道间，采用独立通风并有煤尘爆炸危险的其它地点同与其相连的巷道间，都用水棚隔开。

二、预防煤尘爆炸措施 1、综合防尘措施

(1)喷雾洒水：在采掘工作面、装载点、卸载点、提升运输、煤仓等井下作业地点，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％。

(2)风流净化：在各含尘量较大的进风巷中设置水幕，降低粉尘浓度，避免进风流污染。

(3)冲洗巷道、清扫和刷白巷道：定期冲洗总回风巷和主要回风巷；掘进工作面放炮后恢复工作前应冲洗掘进

工作面附近；井底车场、运输大巷等应定期刷浆。

(4)采用合理风速：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。溜煤眼不得兼作风眼使用。从防尘角度要求：掘进风速为0.6m/s，采煤工作面风速1.2～2m/s为宜。

(5)个体防护措施：采掘工作面的工人按《煤矿安全规程》规定配戴防尘口罩、防尘帽等。 2、采煤机内外喷雾

要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不得低于2MPa，外喷雾压力不得低于4MPa，雾化程度高，外喷雾要能够封闭截割产尘部位。

3、转载点的喷雾

(1) 工作面输送机机头及转载机头设置喷头。煤仓、胶带输送机和其它煤炭转载地点配备喷雾洒水装置或设置捕尘器，保持喷雾洒水系统的完好性。

(2) 破碎机处安设一组喷雾装置。

4、顺槽防尘水幕，上、下顺槽安装手控水幕一道，坚持正常使用净化风流。 5、加强通风管理、控制巷道风速，防止煤尘飞扬。 6、井下所有局扇均需安设除尘器。

7、采取有效措施防止引燃煤尘，杜绝非生产需要的火源，严格控制生产中可能发生的热源。 8、煤层注水防尘

本矿井9+10号煤层原煤水分 0.61％～ 1.58％，平均 0.94％，采取煤层注水措施可以防尘，并可以起到软化顶煤的作用。设计采用KBZ-100/150型注水泵站，工作压力为15MPa， 流量6m3/h，注水钻机ZLJ-350型，钻深350m ，660V。

10、隔爆措施 1)隔爆设施

防止煤尘爆炸由局部扩大为全矿性的灾难所采取的措施——设置隔爆水棚。

矿井的两翼、相邻的采区、相邻的煤层和相邻的采煤工作面间，煤层掘进巷道同与其相连的巷道间，煤仓同与

其相连的巷道间，采用独立通风并有煤尘爆炸危险的其它地点同与其相连的巷道间，都必须用水棚隔开。

2)隔爆水棚(水槽、水袋) (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：本矿井选用80L的塑料水槽，其型号为GS80－4A，其上平面尺寸为7603470mm，下平台尺寸为7003410mm，净高260mm。

(2) 水槽的计算与布置 ①布置方式的确定

水棚的布置方式可分为集中式与分散式，但分散式水棚和水袋棚不得做主要隔水棚。本矿井考虑采用集中式布置方式。两排水槽架之间的净间距不大于3 m。

②总水量 G=gS 式中：

G—总水量，L；

2

g—每m2巷道所需水量，L/ m（主要水棚按每m2巷道断面积400 L计，辅助水棚按每m2巷道断面积200 L计）；

S--巷道断面积，m2； ③单架水棚水量 Gn=Sn L =H(B1+B2)L/2 式中：

Gn ---单架水棚水量，m3； Sn---水槽净断面积，m2； L---水槽平均净长度，m； H---水槽盛水高度，m； B1---水槽净上宽，m； B2---水槽净下宽，m； ④ 水棚架数 n=G/Gn ⑤水棚区长度

L= nC 式中：

L ---水棚区长度，m。 C ---水棚间距，m。 ⑥对隔爆水棚架设的要求 A水棚应设置在直线巷道内；

B水棚与巷道交叉口、转弯处之间的距离须保持50～75m，与风门的距离应大于25m。 C水棚与采掘工作面、装载点的距离必须保持60～200m。

D在应设辅助隔爆棚的巷道应设多组水棚，每组距离不大于200m。

E水棚排间距为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。 F水槽棚的安装方式，既可采用吊挂式，并呈横向布置。 G水槽的布置必须符合以下规定： a、断面S＜10m2时，NB/L3100≥35%； b、断面S＜12m2时，NB/L3100≥60%； c、断面S＞12m2时，NB/L3100≥65%； 式中：

N——排棚上的水槽个数； B——水棚迎风断面宽度； L——水棚所在水平巷道宽度。

H水槽之间的间隙与水槽同支架或巷道壁之间的间隙之和不大于1.5m，特殊情况下不超过1.8m，两个水槽之间的间隙不得大于1.2m。

I水槽边与巷道、支架、顶板、构物架之间的距离不得小于0.1m，水槽底部到顶梁（顶板）距离不得大于1.6m，如顶梁大于1.6m，则必须在该水槽上方增设一个水槽。

(3)水槽棚用水量与棚区长度

集中式主要水槽棚的用水量，按巷道断面400L/m2水计算。棚区长度不得小于30m。集中式辅助水槽棚的用水量，按巷道断面200L/m2水计算。棚区长度不得小于20m。集中式水槽棚的排列间距为1.2～3m。井下水棚设置数量见表6-3-1。

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100m（带式输送机巷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。

三、预防井下火灾措施 1、外因火灾防治

(1) 及时清理可燃物。井下使用的棉纱头、布块、各类油脂以及巷道内的废坑木应及时清理出井。

(2) 加强用电管理，井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷而引起火灾；机电硐室采用不燃性材料支护并设置防火门，配备灭火器。

表6-3-1 井下水棚布置一览表 水棚规水棚设置地点 格 辅 助 水 槽 棚 主 要 水 槽 棚

（3）加强生产中的安全管理。井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆，生产中应注意冒顶等外力损坏电缆及电气设备。

（4）工作面消防管路与防尘管路共用，井下消防管路每隔100m设支管和阀门，在带式输送机巷道内每隔50m设支管和阀门。

（5）工作面泵站、胶带机头处各设置8kg干粉灭火器两台，定期检查，不得超期使用，发生火灾按要求进行灭火。

（6）经常检查机电设备，杜绝失爆。

（7）胶带运输机保护齐全灵敏可靠，转载机联轴节使用水质液和易熔塞、防爆阀。 （8）穿抗静电衣物，严禁携带烟火下井。

（9）加强职工教育，要使全体职工从思想上高度重视防火的重要性，自觉执行各项有关规定。

轨道顺槽 胶带顺槽 辅助顺槽 轨道顺槽掘进头 大巷掘进头 集中轨道大巷 集中胶带大巷 集中回风大巷 副平硐 主平硐 巷道断面(m2) 10.5 10.5 10.5 11.5 15.7 11.6 14.2 13.1 11.8 8.8 总水量（L） 2100 2100 2100 2300 3140 4640 5680 5240 4640 4640 每架水量（L） 200 200 200 200 200 320 320 320 320 320 水棚架数（架） 11 11 11 12 12 15 18 17 15 15 水棚区长度（m） 20 20 20 20 20 30 30 30 30 30 水棚区(个) 8 8 8 1 1 1 1 1 1 1 备注 2、内因火灾防治

(1) 工作面回风流、上隅角设CO检查点，瓦斯检查员检查瓦斯的同时每班至少检查一次CO浓度，发现异常时立即汇报矿调度室及通防工程部值班人员，采取措施处理。

(2) 回风巷见煤点设防火观测点，由通防观测员定期检查。 (3) 工作面回风流中设置CO传感器一台，监测风流中的CO浓度。 (4) 保证工作面推采速度。

(5) 上下顺槽物料回收干净，严禁遗留可燃性物料，严禁随意留设设计外的煤柱。 (6) 工作面采完后及时进行封闭，构筑防火密闭墙。

(7) 对采煤工作面及顺槽喷洒和灌注阻化剂。向回采工作面采空区内注浆，消除煤层氧化的供氧条件，防止采空区浮煤自燃。

(8) 所有人员入井必须随身携带自救器，熟悉自救器的使用方法。 3、井下电气事故火灾防治措施

（1）井下一、二级用电负荷均采用双回路供电。井下电气设备选用矿用一般型及矿用隔爆型设备，井下40kW以上电机均采用真空隔爆磁力启动器控制。

（2）为确保安全，减少瓦斯、煤尘引起火灾事故发生，井下各电压等级均采用中性点对地绝缘系统，并配有高压绝缘监视、漏电保护。为保证人身安全，所有电气设备的金属外壳、室内外配电装置的金属构架，以及靠近带电部分的金属围栏和金属门、电力电缆接线盒和终端盒、电缆金属外皮及穿线钢管等均应接地。

（3）采用电缆向井下供电，各变电所高压母线均装设避雷器。

（4）由地面架空入井的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于两处的可靠接地，接地电阻不大于5Ω，两接地极的距离应大于20m。

（5）通讯线路必须在入井处装设熔断器和避雷器，接地极的电阻不大于1Ω。

（6）下井电缆为矿用阻燃型电缆。下井电缆截面选择按经济电流密度选择，同时满足一回电缆故障另一回电缆担负井下全部负荷用电及三相短路电流热稳定的要求，再按电压降校验截面。

（7）井下移动式和手持式电气设备应使用专用橡套电缆；照明、通信、信号和控制用的电缆，应采用铠装或非铠装通信电缆、橡套电缆或MVV型塑力缆。低压电缆不应采用铝芯，采区低压电缆严禁采用铝芯。

（8）电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。在有瓦斯抽放管路的巷道内，电缆（包括通信、信号电缆）必须与瓦斯抽放管路分挂在巷道两侧。盘圈或盘“8”字形的电缆不得带电，但给采、掘机组供电的电缆不

受此限。

（9）井筒和巷道内的通信和信号电缆应与电力电缆分挂在井巷的两侧，如果受条件所限：在井筒内，应敷设在电力电缆0.3m以外的地方；在巷道内，应敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方。

（10）高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高、低压电缆之间的距离应大于0.1m。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm。

（11）井下巷道内的电缆，沿线每隔一定距离、拐弯或分支点以及连接不同直径电缆的接线盒两端、穿墙电缆的墙的两边都应设置注有编号、用途、电压和截面的标志牌。

（12）下井和井下铠装电力电缆设保护接地，接地网任一保护接地点接地电阻不大于2Ω。所有电气设备保护接地装置与主接地极连接成一个总接地网。在采区变电所、电气设备硐室等地方设局部接地极。

（13）井下高压电动机、动力变压器的高压控制设备，应具有短路、过负荷、接地和欠压释放保护。井下由采区变电所、移动变电站或配电点引出的馈线上，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。供移动变压器的高压馈电线上，必须装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置。

（14）井下变电所高压馈电线设有选择性漏电保护装置。煤电钻必须使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的综合保护装置。每班使用前，必须对煤电钻综合保护装置进行1次跳闸试验。井下低压馈电线上，必须装设检漏保护装置或有选择的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。

（15）掘进工作面的局部通风机采用专用变压器、专用开关、专用线路供电。使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁。

（16）井下电气设备的检查、维护、修理和调整

根据煤矿安全规程第445条规定，井下不得带电检修、搬迁电气设备包括电缆和电线。检修或搬迁前，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无电后，方可进行导体对地放电。

四、井下防火灌浆系统

根据地质资料，本矿井9+10号煤层有自燃性。因此，矿井重点应加强煤层自然发火的预防工作，为预防采空区自然发火，确保安全生产，设计采用预防性灌浆，灌浆采用随采随灌的方式。为便于管理和提高效率，本设计确定采用集中灌浆系统。

地面集中灌浆系统，在工业场地风井附近设集中防火灌浆站。注浆材料主要采用当地黄土。 （一）灌浆材料

根据本矿的地理位置及地面条件，暂确定采用黄土作为灌浆材料。目前许多矿井利用坑口电厂的粉煤灰作为灌

浆材料，不但节省大量黄土，降低成本，而且可以消化大量粉煤灰，减少了环境污染。因此，条件具备时也可利用粉煤灰灌浆，在系统上应加以考虑。

（二）灌浆材料用量 1、日灌浆所需土量 Q土1＝K2G/Υ煤，m/d 式中：

Q土1－日灌浆所需土量，m； G－矿井日产煤量，G＝1818t/d；

K－灌浆系数，根据邻近矿区的经验，K取0.01； Υ煤－煤的容重，取Υ煤＝1.4t/m； Q土1＝0.0131818÷1.4=13.2m/d。 2、日需实际开采土量： Q土2＝α2Q土1 式中：

Q土2－日需实际开采土量， m/d； Q土1－日灌浆所需土量，m/d； α－取土系数，α＝1.1； Q土2＝1.1313.2=14.5m/d。 3、日制浆用水量 Q水1＝Q土13δm/d； 式中：

Q水1－日制浆用水量，m/d； Q土1－日灌浆需土量，m/d； δ－水土比，取δ＝4:1； Q水1＝14.534=58m/d。 4、日灌浆实际用水量 Q水2＝K水3Q水1 式中：

Q水2－日灌浆实际用水量，m/d；

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K水－水量备用系数，取K＝1.2； Q水1－日制浆用水量， m/d； Q水2＝1.2358.0=69.6m/d。 5、日灌浆量 Q浆1＝（Q水1＋Q土1）M 式中：

Q浆1－日灌浆量，m/d； Q水1－日制浆用水量， m/d； Q土1－日灌浆所用需土量， m/d； M－泥浆制成率，取M＝0.93； Q浆1＝（58.0＋14.5）30.93＝67.4m/d。 6、小时灌浆量 Q浆2＝Q浆1/（n2t） 式中：

Q浆2－小时灌浆量，m/d； n－日灌浆班数，取n＝3； t－班灌浆小时，取t=3h； Q浆2＝67.4÷（333）＝7.5m/h。 （三）灌浆管路的选择

设计回风斜井、大巷、顺槽均选用D10835的无缝钢管，工作面选用D102和D51的铠装胶管。 （四）黄泥灌浆系统 1、灌浆系统

泥浆由地面灌浆站搅拌站经回风斜井、大巷至各顺槽、工作面。 2、灌浆方法

根据本矿井煤层开采特点，采用工作面埋管灌浆的方法进行预防性灌浆，回采工作面随采随灌。沿工作面上顺槽在采空区预埋5～8m钢管，一端在采空区，一端接高压胶管，胶管长20～30m，放顶后开始灌浆，随回采工作面推进，按放顶距离用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离后灌一次。

为了提高灌浆防火能力，可在泥浆中加适量的阻化剂，以达到良好的防火效果。 五、其他防灭火技术

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整合后矿井井下采用喷洒阻化剂、均压通风等方式进行防灭火，实践证明这些方法都是行之有效的。 1、阻化剂防灭火

设计配备了阻化剂喷洒系统，利用配套的雾化喷头，可向采空区喷洒雾状阻化剂，也可在工作面和采空区喷洒在浮煤上。其使用与否视采空区是否有发火的可能。阻化剂喷洒设备：

型号：WJ－24 2台 压力：2～3MPa 流量：2.4m3/h 功率：2.2kW 2、均压防灭火技术

区域性均压通风是防治相邻采空区煤层自燃的主要技术措施。在煤层自燃的诸因素中，煤的自燃倾向性是自燃的内因，漏风供氧是外部因素中的主要因素。由通风阻力定律可知，漏风的大小取决于漏风源与漏风汇之间的风压差和漏风风阻，欲减少漏风，一是增加漏风风阻，二是降低漏风压差。在煤矿井下由于受地质条件和矿山压力的影响，增阻堵漏有很大的局限性，而采用通风技术降低漏风压差来减少漏风的做法比较容易实现。

研究表明，流经煤堆的通风强度在0.1～0.9m3/min.m2范围内易发生自燃；低于0.06 m3/min.m2或大于1.2 m3/min.m2时不会发生自燃；最利于自然发火的漏风强度是0.4 m3/min.m2。因而，把漏风强度控制在易燃值之外，把漏风时间控制在煤层自然发火期以内是均压防灭火的宗旨。综采面发火隐患主要来自相邻采空区，因而实施区域性均压技术要根据采场的准备和推进的动态来实施，具体做法如下：

（1）注意搞好综采接续工作面沿空掘进巷道掘进期间的均压。为此，应合理确定综采接续工作面沿空送巷的时间，控制沿空送巷与采面的距离，切忌尾随综采面沿空送巷。根据临近生产矿井经验，沿空送巷滞后工作面半年、掘进头距工作面不小于500m为宜。

（2）搞好综采面回采期间与相邻采空区的均压。合理选择工作面的进回风路线，调整采空区周围的风压分布，减少向采空区漏风供氧。

（3）调压的方法要因地制宜，一是要周密分析采场及周围情况，如地质构造、丢煤情况、漏风通道、邻区老的隐患点等，确定符合实际的均压措施，如选择合理的调压方法与恰当的调压设施的位置等。同时针对性地加强注浆、喷水泥砂浆或聚氨脂等堵漏增阻措施；二是要提高通风调压设施的质量，加强管理，避免漏风或风流短路，如与该区域系统有关的风门要闭锁，溜煤眼有防放空装置等，以保证通风系统的合理稳定；三是要加强监测。当前，建立区域性的均压监测系统在技术上已经过关，有条件的可建立此系统，实施系统适时监测和人工定时监测相结合，以便随时掌握和调整风压波动。

3、矿井火灾预报束管监测系统

为确保矿井安全生产，矿井设计装备一套KSS-200火灾束管监测预报系统，主要用于对井下气体成份的分析，实现CO、CO2、CH4、O2、N2（计算值）气体含量的24小时在线连续监测，对其含量变化情况进行预测。束管监测点设在回采工作面、采空区等，每个工作面设7个测点。

系统采用高精度、低漂移的气体分析仪，能够在早期监测到自燃的临界点。系统在地面中心站设有监测控制工控机，工控机可实现对所有设备的控制、采样气体分析结果的输出和存储。设计考虑集成自动化监控软件开发专用通信接口程序。

系统设备包括地面抽气泵、气体采用控制柜、束管专用色谱仪、分析仪器柜、双通道24位A/D转换器、32路输出控制柜、工控机及相应软件等。另外，矿井井筒及井下巷道需敷设抽气束管，并配置分路器对束管进行分支。

六、预防井下水灾措施 1、矿井充水因素分析

（1）地表水体对矿井开采的影响

井田内地表水有西沟河、河底河两条河流，9+10号煤层在西沟河、河底河有露头分布，西沟河、河底河河地表水对9+10号煤层开采有充水影响。

（2）构造对矿井开采充水的作用和影响

井田内发育有5条正断层，1条向斜、1条背斜，由于断层构造破坏地层的完整性，沟通各含水层间的水力联系，降低岩石的力学强度，造成矿井容易突水的软弱带，使煤层与含水层接近或接触，同时断层可以成为矿井充水通道，断层水可成为矿井的直接充水水源。

（3）含水层对矿井开采的充水影响

根据矿井地质报告，本井田9+10号煤层的K8砂岩含水层、K2石灰岩含水层、属弱含水层，不会对开采造成影响。奥灰含水层属弱～中等含水层，井田9+10号煤层处于奥灰水位（+540m左右）之上，不存在奥灰带压开采威胁。

（4）采空区及老窑积水对矿井9+10号煤层开采的充水影响： ①井田内采空区积水

井田内主要开采2、9+10号煤层，《整合地质报告》对采空区积水进行了预测估算，其中2号煤层采空区积水量为265500 m，9+10号煤层采空区积水34400 m。

②2号采空积水对9+10号煤层开采的影响

2号煤层已基本采空，积水比较严重。9+10号煤层距2号煤层底板最小值74.38m，经计算，9+10号煤层开采后导水裂隙带最大高度为52.65～70.45m或75.11m，导水裂隙带高度大于9+10号煤层与2号煤层最小间距，所以2号煤层采空区积水将有可能在导水裂隙作用下渗入到9+10号煤层，因此将对9+10号煤层的开采产生影响。

综上分析西沟河、河底河和2号煤层采空区积水是矿井充水的主要因素，矿井投产前应对井田范围内的古空区、采空区进行控制，做好水文地质工作及探放水工作，生产、掘进过程中做到有疑必探，有掘必探，先探后掘，为防止采空区积水对生产造成影响，开采9+10号煤层时应先疏干上部2号煤层采空区积水，防止发生突水事故；对井田

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范围内煤层露头区域，应留设足够的防水煤岩柱，防止地表水下泄，保证矿井生产安全。

2、矿井水灾防治措施

（1）井筒和井底车场巷道远离含水比较丰富的岩层。井底车场巷道及硐室均不受水害的威胁。同时井筒位置选择和井底车场位置都避开断层，避免在井巷施工中受断层岩石破碎和断层水的影响。

（2）在矿井建设和生产期间进一步加强水文补充勘探工作，逐步完善井上下水文观测系统。加强水文地质观测研究，借鉴同类矿区开采的防治水经验，逐步掌握水文地质资料及其规律，为防治水提供科学依据。

（3）勘探期间本区未进行地下水位动态长期观测，建议矿井建设和生产时尽早建立地下水位长期观测系统，以便了解各含水层间的水力联系以及矿井的充水影响，防止水害事故的发生。

（二）井下探放水措施 1、采煤工作面顶板探放水。

煤层顶板有含水层的顺走向布置的各种采煤工作面，有下列情况之一者，必须探放顶板水： （1）新开第一个工作面、或新水平、新区域（包括下山区域）第一个回采工作面； （2）在导水裂隙带范围内有富含水层； （3）有充水的密集裂隙带或褶曲构造； （4）同采空区可能产生水力联系者。

探放水钻孔布置在工作面下顺槽，在均匀布孔的同时，探放水钻孔应尽可能打在小断层、密集裂隙带或小褶曲的轴部，开孔应安装孔口套管（不少于5m），并根据水压具体确定套管长度，用水泥加固，并安装孔口闸阀。正常钻进前，必须对孔口管做耐压试验，试验压力应为设计水压的1.5倍，并稳压20min以上。钻孔深度应达到导水裂隙带发育高度。按放水试验所预计的涌水量准备好排水设施。

2、在灌浆区附近掘进时，必须先探放水，确定无水后，方可掘进。

3、为了防止钻孔沟通煤层上部含水层，在回采（掘进）工作面接近钻孔前，应严格检查封孔质量。对于未完全封闭或封闭不合格钻孔，应根据不同情况，在与采掘工作面相遇前，分别采取扫封孔、井下探水、留设防水煤柱等相应措施，防止封闭不良钻孔溃水。

4、探水设备的选择：设计选择ZLJ350探水钻机2台，钻进深度350m，用于工作面超前探放水。 5、对于影响采、掘安全的老空水采取探放疏水的措施，保证矿井生产安全。 （三）注浆堵水措施

根据《煤矿防治水规定》当井下巷道穿过与河流、湖泊、溶洞、含水层等存在水力联系的导水断层、裂隙（带）、陷落柱等构造时，应当探水前进。如果前方有水，应当超前预注浆封堵加固，必要时可预先构筑防水闸门或者采取其他防治水措施。否则，不准施工。穿过含水层段的井巷，应当按照防水的要求进行壁后注浆处理。

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