某縣年產9萬噸煤礦安全設計專篇

赫章縣平山煤礦安全專篇
生產能力：9萬t/a

貴州宏景礦產資源開發服務有限公司
二○○七年七月

赫章縣平山煤礦

安全專篇

生產能力：9萬t/a

設 計：

審 核：

負 責：

貴州宏景礦產資源開發服務有限公司
附圖目錄
1.礦區地形地質及井上、下對照圖（1:2000）
2.采區巷道布置及機械設備配備平、剖麵圖（1：2000）
3. 通風係統及通風網絡圖（示意）
4. 井下運輸係統圖（示意）
5. 井下綜合管網及隔爆設施布置圖（示意）
6. 井上、下供電係統圖（示意）
7. 礦井通訊係統圖（示意）
8. 礦井安全監測、監控係統圖（示意）
9. 礦井安全監測、監控傳感器布置圖（示意）
10. 井下避災路線圖（1:2000）

附 件
1、貴州省國土資源廳2006年12月5日下發的黔國土資儲備字[2006]128號關於《貴州省赫章縣平山煤礦普查地質報告》礦產資源儲量評審備案證明文件。
2、貴州省國土資源勘測規劃院黔國土規劃院儲審字[2006]164號《貴州省赫章縣平山煤礦普查地質報告》礦產資源評審意見書。
3、貴州省畢節地區國土資源局文件（畢地國土資呈【2006】54號），關於上報我區煤炭資源整合中省廳同意的68家新設礦權礦區範圍及請求幫助協調評審的請示。
4、貴州省煤炭管理局、貴州省發展和改革委員會、貴州省經濟貿易委員會、貴州省國土資源廳、貴州省煤礦安全監察局、貴州省環境保護局文件（黔煤辦字【2006】97號）,關於畢節地區八縣（市）煤礦整合、調整布局方案的批複意見。
5、貴州省國土資源廳文件（黔國土資發【2007】10號）關於辦理《關於畢節地區八縣煤礦整合、調整布局方案的批複意見》（黔煤辦字【2006】97號）中解決農村生活用煤煤礦采礦權登記手續的通知。
6、貴州省國土資源廳2007年5月20日頒發的赫章縣平山煤礦《采礦許可證》。
7、貴州省煤炭管理局委托畢節地區煤炭管理局對《赫章縣平山煤礦開采方案設計》的評審及批文。

目 錄
前 言 1
第一章 礦井概況及安全條件 5
第一節 井田概況 5
第二節 安全條件 7
第三節 礦井設計概況 17
第二章 礦井通風 35
第一節 概述 35
第二節 礦井通風 36
第三節 降溫措施及設備選型 48
第三章 粉塵災害防治 49
第一節 粉塵 49
第二節 防塵措施50
第三節 防爆措施54
第四節 隔爆措施55
第五節 礦井地麵生產係統防塵 56
第四章 瓦斯災害防治 58
第一節 瓦斯概述 58
第二節 防爆措施 58
第三節 隔爆措施 65
第四節 開采煤與瓦斯（二氧化碳）突出煤層的防突措施 68
第五節 礦井瓦斯抽放 70
第五章 礦井防滅火 88
第一節 概述 88
第二節 開采煤層自燃預測及防治措施 88
第三節 井下外因火災防治 93
第六章 礦井防治水 104
第一節 礦井水文安全條件03manbetx 104
第二節 礦井防治水措施 107
第三節 井下防治水安全設施 116
第七章 井下其它災害防治 119
第一節 頂板災害防治及裝備 119
第二節 開采衝擊地壓煤層的措施 125
第三節 爆炸材料庫 125
第四節 提升運輸02manbetx.com 防治措施及裝備 130
第五節 電氣02manbetx.com 防治措施 142
第八章 礦井安全監控 149
第一節 概述 149
第二節 安全監測、監控和傳輸設備選擇 157
第三節 監測、監控設備傳感器布置 159
第四節 礦井各類傳感器裝備量 161
第五節 礦井安全監控係統運行可靠性03manbetx 161
第六節 安全監測監控係統管理製度165
第九章 礦井安全檢測及其它裝備、礦山救護隊 167
第一節 礦井安全檢測及其它裝備 167
第二節 礦山救護隊 169
第三節 礦山保健設施 172
第十章 勞動定員和概算 174
第一節 安全勞動定員 174
第二節 概 算 179

前 言
一、編製本設計的依據
1、貴州省國土資源廳2006年12月5日下發的黔國土資儲備字[2006]128號關於《貴州省赫章縣平山煤礦普查地質報告》礦產資源儲量評審備案證明文件。
2、貴州省國土資源勘測規劃院黔國土規劃院儲審字[2006]164號《貴州省赫章縣平山煤礦普查地質報告》礦產資源評審意見書。
3、貴州省畢節地區國土資源局文件（畢地國土資呈【2006】54號），關於上報我區煤炭資源整合中省廳同意的68家新設礦權礦區範圍及請求幫助協調評審的請示。
4、貴州省煤炭管理局、貴州省發展和改革委員會、貴州省經濟貿易委員會、貴州省國土資源廳、貴州省煤礦安全監察局、貴州省環境保護局文件（黔煤辦字【2006】97號）,關於畢節地區八縣（市）煤礦整合、調整布局方案的批複意見。
5、貴州省國土資源廳文件（黔國土資發【2007】10號）關於辦理《關於畢節地區八縣煤礦整合、調整布局方案的批複意見》（黔煤辦字【2006】97號）中解決農村生活用煤煤礦采礦權登記手續的通知。
6、貴州省國土資源廳2007年5月20日頒發的赫章縣平山煤礦《采礦許可證》。
7、貴州宏景礦產資源開發服務有限公司2007年4月提交的《赫章縣平山煤礦開采方案設計》說明書及相關圖件。貴州省煤炭管理局委托畢節地區煤炭管理局對《赫章縣平山煤礦開采方案設計》的評審及批文。
8、《煤炭工業小型煤礦設計規範》。（2007版）
9、《煤礦安全生產條件基本規定》。
10、《國務院關於預防邁礦生產安全02manbetx.com 的特別規定》
11、國家煤礦安全監察局頒發的煤安監監一字［2002］65號《關於印發〈煤礦（井工露天）開采方案設計安全專篇編製內容〉的通知》文件；
12、國務院辦公廳“關於進一步加強煤礦安全生產工作的通知”，國辦法［2003］58號；
13、國務院辦公廳“關於深化安全生產專項整治工作的通知”，國辦法［2003］60號；
14、國家安全生產監督局，國家煤礦安全監察局令第五號，2003.7.4；
15、中華人民共和國國務院頒發的《煤礦安全監察條例》；
16、原中國統配煤礦總公司頒發的《礦井通風安全監測裝置使用管理規定》；
17、原煤炭工業部頒發的《煤礦救護01manbetx 》；
18、《煤礦01manbetx 01manbetx 》（2006版）；
19、相鄰礦井的瓦斯鑒定報告，煤塵爆炸性鑒定報告，煤炭自燃傾向性鑒定報告。
20、相關法律、法規及有關01manbetx 、規範。
二、設計指導思想
本安全專篇是依據煤炭法、安全生產法和煤礦安全監察條例以及國家有關安全生產法律、法規、設計規範、安全裝備標準等進行編製，其目的是為了保障煤礦安全生產和職工人身安全，防止02manbetx.com 02manbetx.com 發生，使礦井的安全生產裝備符合國家有關法律、法規、設計規範、安全裝備標準規定，使礦井在實施安全生產管理中有據可查，為礦井的安全生產管理營造良好的硬件、軟件環境，使其具備良好的安全生產條件。嚴格按照該安全專篇實施後，在礦井的安全生產中，將有利於礦井盡早發現隱患、並靠自身裝備和能力及時消除隱患，有利於礦井的安全生產。
三、設計的主要特點及安全評價
1.設計的主要特點
該礦性質為解決民用煤問題的農村自用煤礦變更為合法礦井，原礦井巷道布置混亂,生產能力小,形成的采空區基本位於巷道兩側；目前在礦區東翼有一工業場地，井下僅有一提升巷可以改造利用，其它巷道基本無利用價值。目前根據礦區範圍內的地形地貌特點，交通運輸情況，煤層賦存及出露情況以及礦井建設所需工業場地大小；經設計人員多次現場踏探，結合業主意見，可以征地的情況，礦井開拓方案如下：
本礦區所屬區域總體上，煤層間距大，所以采取分層開采，先開采上部M18煤層，最後開采下部M73煤層。在礦區走向東部,利用原有工業場地布置工業場地，在工業場地布置主斜井、副斜井；主斜井傾角平均8º，方位角69º；副斜井利用現有巷道改造，副斜井傾角平均7º，方位角70º。回風斜井平均22º，方位角102º；運輸下山、軌道下山與回風斜井平行，軌道下山布置於M18煤層中，運輸下山布置於M18煤層底板中。兩下山上部直接連接主斜井、副斜井。在此布置第一水平井底車場、井底水倉、硐室等巷道。回風斜井與主斜井同時施工。礦井采用一個水平布置。礦井劃分兩個采區。劃分為一個水平，M18煤層為一采區，M73煤層為二采區。
後期開采M73煤層，在M73煤層露頭線附近新作工業廣場，沿M73煤層布置主斜井、副斜井、回風斜井。利用三井筒作采區下山，采區布置雙翼開采。
礦井采區係統形成後，即可布置回采麵進行回采。首采工作麵為一個，11801布置在一采區東翼M18號煤層內，11801運輸巷與主斜井相連，11801回風巷與回風下山相連，構成回采麵進行回采；同時準備一采區西翼的11802運輸巷和11802回風巷掘進頭，形成完整的一個采區生產係統。
通風方式為邊界抽出式。該方案開拓係統平、剖麵圖詳見圖。
礦井以一個炮采工作麵，兩個掘進頭滿足9萬噸/年設計能力，采煤方法采用走向長壁式後退采煤法，礦井工業場地設在主斜井井口附近。
本方案新建井巷工程量為2910m（其中岩巷1375m）。
根據貴州省煤炭管理局等六廳（局）文件，黔煤辦字【2006】97號，《關於畢節地區八縣（市）煤礦整合、調整布局方案的批複意見》。貴州省國土資源廳2007年5月20日頒發的赫章縣平山煤礦《采礦許可證》。平山煤礦已經進行了開采方案設計，設計能力為9萬噸/年。現委托我公司編製平山煤礦安全專篇設計。
1）采掘機械化及運輸方式
回采工作麵的設備配備如下：
采煤工作麵采用放炮落煤，刮板運輸機運煤，運輸巷采用膠帶運輸機運輸。采用DZ22-30/100型單體液壓支柱配HDJA-1000金屬鉸接頂梁進行支護。
掘進工作麵設備配備如下：
配煤電鑽、岩石電鑽進行掘進，采用BBZ1-4-1型探水鑽探放水，DSFA-5型局部通風機供風。
2）地麵生產係統及輔助設施
原煤出井後，裝車（汽車）外運。井下矸石前期通過礦車運至礦井工業廣場作為平場填方用，後期矸石通過窄軌鐵路運至礦井排矸場地排棄。礦井矸石暫不考慮綜合利用，廢棄後複土、植樹進行綠化。
礦井機電設備的大、中修理可委托鄰近機修廠完成，礦井僅設小型機修車間。
3）產品加工方案
礦區內M18煤層原煤屬中灰、低硫、特高熱值煤，牌號為無煙煤。M73煤層原煤均屬中灰、低硫、高熱值煤，牌號為無煙煤。本礦井的煤炭產品是原煤，煤炭主要滿足當地民用煤的需求，銷售產品為原煤，暫不考慮深加工。
由於本礦原煤主要作動力用煤和原料用煤，原煤不經洗選就可滿足用戶要求，故本礦暫不建洗選廠，隻依托地形建一簡易篩分係統，將原煤篩分成塊煤(≥50mm)、粉煤(＜50mm) ，滿足不同用戶的需求。
2.安全評價
按照本礦井安全專篇設計，礦井具有獨立的礦井通風係統，並根據工作麵瓦斯湧出情況及其它礦井配備風量的經驗合理確定工作麵通風風量，體現了“以風定產”；采用技術先進的礦井監測監控係統，對礦井安全生產進行實時監測監控，以保障礦井生產安全；有效地防止煤塵的產生和積聚，且使風流中煤塵濃度滿足職業衛生要求；采取積極的火災防治措施，可有效避免井下各種火災事故的發生；采用有效的防治水措施消除井下湧水對生產的安全影響，防止和有效處理災害性突水的發生；有效地預防各種頂板事故，減少頂板事故傷害等。總之，按本安全專篇設計的實施，能使礦井的生產安全符合各種01manbetx 、規範和標準的要求，能較好解決礦井的安全問題。但由於煤礦安全生產的複雜性和不可預見性，生產時可結合礦井實際情況作適當修改，以滿足礦井安全生產的需要。
四、待解決的主要問題
1．加強對井田內小窯、老窯、采空區開采和積水情況的調查，並將具體位置標注在井上下對照圖上，在采掘過程中，要做到“有疑必探，先探後掘”，采取有針對性的探放水措施，防止老空區對本礦的威脅；
2．井田深部勘探程度較低，煤層變化大，生產過程中應加強巷探工作；
3. 有條件時，應考慮煤炭的深加工，就地增值；
4. 本礦若另有其他與本方案中技術指標類似的設備，亦可使用，以節省投資；
5. 在開采過程中，必須對地麵建築物進行實測上圖，並留設好保護煤柱，不得進入保護煤柱下開采；
6. 進一步作好礦井瓦斯地質工作，為礦井瓦斯管理工作提供可靠資料；
7. 淺部小窯采空區對礦井安全生產帶來嚴重威脅，應采取有效措施控製開采範圍，嚴禁越界開采；
8．由於井田地表局部存在山體滑坡的可能，對開采可能引發的地質災害，應加以密切的注意，采取切實可行的防範處理措施。對已在地麵出現的地裂縫應做好治理工作；
9. 由於水文地質工作程度較低，其礦井湧水量準確性較差，礦井生產建設期間應注意收集相關資料，確定礦井湧水量，以利於今後的生產。
10. 尚未進行瓦斯鑒定報告、煤塵爆炸性鑒定、煤炭自燃傾向性鑒定、煤與瓦斯突出鑒定等工作，煤礦必須盡快進行上述幾項工作。以便為礦井提供可靠安全基礎資料。

第一章 礦井概況及安全條件
第一節 井田概況
一、地理概況
平山煤礦位於赫章縣城的東麵，礦山地理坐標為：東經104°49′14″-104°50′38″，北緯27°10′46″-27°11′46″；行政區劃屬赫章縣平山鄉管轄，平山煤礦南部距平山鄉政府直距約8.0公裏。礦區平麵上呈“梯形”狀，東西長1700米，南北寬1780米，麵積約2.759平方公裏，礦山由四個拐點坐標圈定。
赫章—畢節的“326”國道從平山煤礦的南麵約8.0公裏處通過，由平山煤礦至赫章縣城約30km，由平山煤礦至平山鄉政府直距約8.0km，區內有簡易的鄉村公路同326國道相通，交通方便（詳見交通位置圖）。
該區位於雲貴高原烏蒙山區，屬高原侵蝕地貌，地形切割強烈，地勢北東高南西低，區內海拔標高1802.5—1345.8m，最高點位於礦區北西部，海拔標高1802.5m；最低點位於礦區南西部，海拔標高1345.8m，相對高差456.7m。
礦區地形較陡，屬中低山地貌。有公路、居民點分布於礦區西北側。含煤地層多被第四係坡積物覆蓋。
礦區所處位置在水係上屬長江水係烏江上遊六衝河流域，水流彙入礦區北東的六衝河。區內衝溝發育，並呈樹枝狀分布，雨季溪水暴漲，枯水季節流量小至幹枯。
該區屬亞熱帶季風氣候區。據赫章縣氣象局資料，最高氣溫34.1℃，最低氣溫-9.6℃，年平均氣溫13℃，無霜期為每年265天，年平均降水量為1243.5mm，多集中在6—8月，此段時間內將雨量累計可達670—680mm。平均風速為2.3m/s，最高風速為20.0m/s。年平均相對濕度為78％。
據《中國地震裂度區劃圖》（GB19306-2001）,區內地震基本裂度為VI度。
二、主要自然災害
礦區主要自然災害有頂、底板、瓦斯、粉塵、火災、水害、地表崩塌、滑坡等。
三、小窯分布及開采情況
根據調查，煤層露頭線附近有三個老窯存在，采深不大，一般在50—100m，現已關閉。本次地質報告提供的圖紙未圈出老窯開采範圍，因此礦井必須補作該方麵的工作，切實掌握老窯開采範圍，由此，本礦必須立即弄清老窯積水情況，並標繪在礦井井上下對照圖和采掘工程平麵圖上，要注意探放水工作，特別是在采空區或老窯附近采煤時，要采取“有疑必探，先探後掘”的探放水措施，防止采空區積水及老窯積水的突然湧出。
四、礦區水源、電源及通信情況
1.水源條件
區內井泉分布在後山村寨附近，流量受大氣降水製約，旱季小，雨季略大，一般僅供生活用水。井田北東部有一河流（六仲河）自西向東流過，一般流量為30m3/s,洪水期流量為150m3/s。該河為季節性河流，枯水期水小。礦井取水點距離礦井工業廣場約0.5公裏，水量60m3/h，取水點標高1570.0m，本礦在取水點設水泵抽水至礦井地麵高位水池。
1）工業用水：主要利用處理後礦井水，不足部分由礦區外0.5公裏的溝穀取水點補足，其常年流水，可作為礦山工業、生產用水。
2）生活用水：礦區外0.5公裏的溝穀取水點水質指標及毒理學指標均未超過《生活飲用水衛生標準》(GB5749—85)，可作生活飲用水。
2.電源條件
該礦一回路電源由平山鄉10kv變電站引入礦區，供電距離約0.8公裏；另一回路由野馬川鎮10kv變電所引入礦區，供電距離約1.1公裏；供電較為方便，能保證礦井正常生產。
3、通信
⑴行政及調度通信
設計選用DDK－3A型礦用行調合一電話站。井下通過安全柵成為本安型通信，井下和地麵的重要部門可設置成直通用戶。與外界聯係采用程控電話。
⑵信道
信道均為音頻電話輸送，下井電纜為兩根HUVV—10×2×0.8型礦用電纜，沿主斜井引入井下。工業場地為專動照網同杆架設。場地通信線網與場地動照網同杆架設。

第二節 安全條件
一、地層
普查區所在大地構造位置處於揚子準地台黔北台隆威寧北西向構造變形區，區域上則位於東西向的可樂向斜南東翼。
可樂向斜為一呈東西向的寬緩對稱向斜，該向斜軸部南西端由侏羅係中下統地層組成，至北東端則漸變為由三疊係中統地層組成，兩翼依次出露三疊係下統永寧鎮組、飛仙關組，二疊係上統長興組及大隆組、龍潭組及峨眉山玄武岩，二疊係中統茅口組等，南西翼傾角20～30°，一般為 28°。
區內出露的地層由老至新有二疊係中統茅口組（P2m）、二疊係上統峨嵋山玄武岩組（P3β）、龍潭組（P3l）、長興+大隆組（P3c+d）、三疊係下統飛仙關組（T1f）、永寧鎮組及上覆於上述地層之上的第四係（Q）。現由老至新分別簡述如下：
1、二疊係
1）中二疊統
茅口組（P2m）岩性為淺灰、深灰色厚層、塊狀灰岩，夾白雲質灰岩、燧石灰岩。厚大於100米。
2）上二疊統
a、峨嵋山玄武岩組（P3β）
灰綠、暗綠色杏仁狀、氣孔狀、致密塊狀玄武岩。厚50-100米。
b、龍潭組（P3l）
深灰、灰黑色粉砂岩、泥質粉砂岩、細砂岩、粘土岩、泥岩及煤層組成。按含煤岩係及岩性組合特征將其分為三段。
a）第一段（P3l1）
灰-灰黃色粉砂質粘土岩、泥質粉砂岩、粉砂岩為主，夾細砂岩、泥岩、粘土岩及煤層，含煤5—8層，其中M73煤層為區內可采煤層，其於煤層薄均為不可采煤層，底部為灰白色凝灰質粘土岩。厚55.0-85.8米。
b）第二段（P3l2）
灰、深灰色薄、中厚層狀粉砂質泥岩、泥質粉砂岩為主夾粘土岩、頁岩、粉砂岩、細砂岩及煤層，含結核狀、似層狀菱鐵礦，含煤3-5層，煤層較薄，煤層厚度變化大,均不可采，底部以厚約2.0-6.80米的細砂岩為分層標誌（B12）。產植物化石及碎片。厚60.2-76.0米。
c）第三段（P3l3）
灰、灰黃色薄至中厚層泥質粉砂岩、粉砂岩夾細砂岩、粘土岩及煤層。含7-11層煤,含可采煤層一層(M18),M18煤層較穩定,局部含0.05米一層粘土岩夾矸,厚1.93-2.07米， M29厚0.58-0.73米,煤層不穩定，為區內局部可采煤層；本段底部以厚1.3-14.0米的細砂岩(B8)及頂部以全區穩定、可采的M18煤層（B4）為劃分上、下段地層的標誌，本段為區內主要含煤地層。厚65.2-76.0米。
d)、長興+大隆組（P3c+d）
灰至灰黃色粉砂質泥岩、泥岩、泥質粉砂岩夾薄層泥灰岩。含2-3層煤,煤層不穩定，為區內不可采、局部可采煤層。本段厚43.6-73.0米。
2、三疊係
出露三疊係下統飛仙關組（T1f）及永寧鎮組(T1yn)。
1)、飛仙關組（T1f）
灰綠、紫紅色泥質粉砂岩、粉砂岩、砂質粘土岩夾灰岩。厚450-550m。按岩性組合特征可將其分為二個段。
(1)第一段（T1f1）
灰、灰綠色（風化呈褐黃）中厚層、厚層狀含鈣質、粘土質粉砂岩與泥質粉砂岩。厚90-135米。
(2)第二段（T1f2）
紫紅色中厚層、厚層狀泥質粉砂岩、粉砂質泥岩，局部夾灰色中厚層狀灰岩。厚360-460米。
2)、寧鎮組(T1yn)
灰、肉紅色色薄至中厚層狀灰岩、泥質灰岩及鈣質泥岩，頂部為白雲岩。厚＞200米。
3、第四係（Q）
分布零星，岩性為泥礫、砂礫、粘土及砂、礫石等殘積及衝積層，分布於低窪地帶。厚0-20米。
二、構造
普查區所在大地構造位置處於揚子準地台黔北台隆威寧北西向構造變形區，區域上則位於東西向的可樂向斜南東翼。
北西翼傾角10°－30°，南東翼傾角20°－30°。區內地層呈單斜產出，傾向為325°-350°左右，傾角這25°－30°，一般為28°左右；礦區南東及北西麵的F30、F31正斷層從礦界邊通過，分別破壞了煤層的連續性，由於其為正斷層，對今後的開采可能有充水影響，礦界區內未發現較大的斷裂構造，區內小褶皺較發育。
綜上所述，本區總體為一單斜構造，地質構造屬中等複雜類型。
三、煤層
1）含煤性
礦區內的煤係地層為二疊係上統龍潭組（P3l）、長興+大隆組（P3c+d），是一套海陸交替相沉積，主要由灰色、深灰色細砂岩、粉砂岩、粉砂質泥岩、泥質粉砂岩、粘土岩及煤層組成的韻律層。總厚度165～255米。含煤約13層，煤層總厚6.43m，含煤係數3.2﹪，可采煤層2層（M18、M73），可采總厚度約2.85米，可采煤層含煤率為1.4﹪,局部可采煤層1層（M29）。長興+大隆組（P3c+d）由飛仙關一段底至B4(M18)頂，厚43.6-73.0米，所含煤層均不可采；龍潭組（P3l）按該煤係岩性特征及含煤情況可將其分為三段:第三段（P3l3）由B4（M18）頂至B8細砂岩標誌層底，厚65.2-76.0米，含可采煤層1層，編號為M18,厚1.93-2.07米,局部可采煤層一層,編號為M29煤層,厚0.58-0.73米；第二段（P3l2）由B8標誌層底至B12細砂岩標誌層底，此段厚60.2-76.0米，本段不含可采煤層及局部可采煤層；第一段（P3l1）由B12標誌層底至峨嵋山玄武岩組（P3β）頂，含可采煤層一層(M73),厚0.73-0.85米,煤層相對穩定,結構單一，其餘煤層均為不可采煤層；本段其頂部為一層灰色中厚層狀細砂岩，具水平層理及微波狀層理，此層岩石抗風化力強，在地表常呈陡坎狀凸起，此段厚43.7-47.94米。礦區內可采煤層為M18、M73煤層。
2）煤層對比
根據礦區煤係、煤層的具體情況，選用標誌層、煤層間距及煤層本身特點三種方法對煤層進行對比。
1））、標誌層簡要特征
區內主要有如下三個標誌層：
B4(M18)標誌層：為區內主要可采煤層，厚2.0米左右。
B8標誌層：位於煤係中下部，為一層淺灰色細砂岩(局部為粉砂岩)，具水平層理及微波狀層理，厚1.30-14.0米左右。
B12標誌層：位於煤係下部，為一層淺灰色細砂岩，厚2.0-6.8米左右。
2））、各煤層的對比依據
M18煤層：黑色，塊狀煤，由暗淡-半亮型煤及半暗型煤組成，煤層結構較簡單，局部含1層粘土岩夾矸，煤層厚1.93-2.07米，一般厚2.0米。頂板多為灰色粉砂質泥岩，底板為灰色粘土岩。
M73煤層：黑色，碎塊狀，由暗淡及半亮型煤含鏡煤條帶組成，結構單一，一般不含夾矸，煤層厚0.73～0.85米，一般厚0.750米，頂板為灰色泥質粉砂岩，底板為灰色泥岩。詳見煤層特征表
表1-4-1 煤 層 特 征 表

四、煤質
根據地質報告，各煤層樣品原煤的03manbetx 結果，詳見煤質特征見表：
礦區內煤層特征大體相似，肉眼觀察，煤岩呈黑色或深灰黑色，多為玻璃、金剛光澤，性脆，階梯及參差狀斷口，條帶狀結構為主，層狀構造，節理發育，常見少量細脈狀、結核狀黃鐵礦。煤岩類型宏觀上以半亮煤為主，次為半暗煤及暗煤。
據1/20萬區域資料，煤岩組分以凝膠化物質及絲炭化物質為主。礦物組分以黃鐵礦、碳酸鹽類為主，次為石英、粘土礦物等。顯微結構以條帶狀為主，次為細條帶狀。
據外圍勘探資料：各煤層的其它各種元素含量均達不到工業要求，其中磷（P）在原煤及精煤中的含量均小於0.01%。
區內可采煤層外觀均呈黑色，光澤多為玻璃光澤。
M18煤層：原煤水分(Mad)1.35%，灰分(Ad)26.67%，揮發分(Vdaf)7.74%，硫分(St,d)1.06%，發熱量(Qb,daf)32.27MJ/Kg。
M73煤層：原煤水分（Mad）1.58%，灰分(Ad)26.65%，揮發分(Vdaf)8.86%，硫分(St,d)1.10%，發熱量(Qb,daf)32.95MJ/kg。
表1-4-2 煤質特征表

根據原煤03manbetx 結果，按中華人民共和國國家標準，煤炭質量分級，第1部分：灰分（GB/T 15224.1-2004）的規定；第2部分：硫分（GB/T 15224.2-2004）的規定；第3部分：發熱量（GB/T 15224.3-2004）的規定，礦區內M18煤層原煤屬中灰、低硫、特高熱值煤，牌號為無煙煤。M73煤層原煤均屬中灰、低硫、高熱值煤，牌號為無煙煤。煤炭主要滿足當地民用煤的需求，銷售產品為原煤，暫不考慮深加工。
五、瓦斯、煤塵、煤層自燃及地溫、頂底板
1. 瓦斯、煤塵和煤的自燃性
①瓦斯: 該礦性質為解決民用煤問題的農村自用煤礦變更為合法礦井，未作瓦斯等級鑒定工作，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井瓦斯鑒定資料，該區域瓦斯含量較高，所以本礦按高瓦斯礦井進行設計管理，在生產過程中及時補作瓦斯等級鑒定工作，並加強礦井通風，采取有效的預防措施，防止礦井瓦斯聚集，嚴格執行《煤礦01manbetx 》的有關規定，保證礦井安全生產。本次設計參照可樂向斜南東翼的鄰近礦井瓦斯鑒定資料，選擇其中瓦斯、二氧化炭碳湧出的最大數據為依據，即礦井絕對瓦斯湧出量5.12m3/min，相對瓦斯湧出量29.24m3/t，二氧化碳絕對湧出量0.84m3/min，相對湧出量5.08m3/t。
本設計根據該鑒定報告及鄰近礦井調查的結果，按高瓦斯礦井進行設計和管理。在開采過程中應加強通風及瓦斯檢測記錄，防止局部瓦斯積聚，必須關注瓦斯湧情況，根據情況采取措施。礦井在建設及生產期間必須進行瓦斯含量、瓦斯湧出量的測定，並定期進行瓦斯等級鑒定。
②煤塵: 該礦未作煤塵爆炸危險性鑒定，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，該根據赫章各生產煤礦分別對煤層取樣鑒定結果，均有煤塵爆炸性危險。所以兩煤層的煤塵按有爆炸性危險管理，在煤礦開采生產過程中應堅持濕式作業，搞好防塵工作，應盡量降低巷道和工作麵中煤塵的含量，作好相應的安全防範措施，以防止造成煤塵及瓦斯爆炸事故的發生。在建井期間及時補作各煤層的煤塵爆炸性鑒定，以便指導礦井安全生產。
③煤炭自燃: 該礦未作煤炭自燃傾向性鑒定，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，該區域煤層自燃傾向屬Ⅱ類（自燃煤層），所以兩煤層的煤炭均按自燃礦井管理。在建井期間及時補作各煤層的自燃傾向性鑒定。
2.煤與瓦斯突出
該礦未作煤與瓦斯突出鑒定，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，該區域未發生過煤與瓦斯突出，建設期間暫時按有煤與瓦斯突出礦井管理。在建井期間及時補作煤與瓦斯突出鑒定。
3.地溫
本井田屬地溫正常區，無熱害影響。
4. 煤層頂、底板
限於條件未采樣測試煤層頂、底板的物理、機械性質，僅根據觀察坑道、小窯並訪問當地老窯工知：區內煤層頂板多為粉砂岩或泥質粉砂岩，一般較穩固，底板則多為粘土岩，遇水後常易產生膨脹、底鼓現象。
①鬆散覆蓋層：井田內殘坡積、崩積物，岩石碎塊、粘土等鬆散覆蓋層，屬非穩定地層，遇水穩定性差，易垮塌，在特殊環境下易造成滑坡、泥石流等地質災害。
②上覆及下伏岩層工程地質特征：煤係地層上覆岩層碳酸鹽類一一砂岩類工程地質岩組。碳酸鹽岩類，岩性為石灰岩，堅硬一一半堅硬，抗壓強度69Mpa左右。鈣質粉砂岩類，節理裂隙發育，且多被方解石脈充填，抗壓強度略低。下伏地層屬岩漿岩類，岩性玄武岩，岩石堅硬，單軸抗壓強度81Mpa。
③岩石工程力學指標：根據最新煤田(礦)地質工程技術手冊，用某些岩石搗碎法與規則試件搞壓強度試驗結果比較，參照赫章地區測試結果，各種岩石的力學指標如下：
泥岩：強度低，水穩定性差。脹縮性變化大。抗壓強度一般為0．21—10．1Mpa。
粉砂質泥岩：泥質結構，節理裂隙發育，水穩定性差，強度低，抗壓強度一般為3.04—8.65Mpa。
粉砂岩：易風化破碎，強度較低、水穩定性差。抗壓強度一般為9.38—33.92Mpa。
細砂岩：夾泥質、裂隙發育，易破碎，強度低，水穩定性差。抗壓強度8.3 Mpa。
石灰岩：岩石堅硬、強度較高。穩定性好，抗壓強度69.27 Mpa。
M18煤層：頂板多為灰色粉砂質泥岩，底板為灰色粘土岩。
M73煤層：頂板為灰色泥質粉砂岩，底板為灰色泥岩。
據此，采煤過程中，仍需對礦井加強頂、底板管理，適時支護，特別在遇見有小構造的地帶，更應嚴防冒頂、片幫、底鼓等不良工程地質問題發生。
六、水文地質
該區位於雲貴高原烏蒙山區，屬高原侵蝕地貌，地形切割強烈，地勢北東高南西低，區內海拔標高1802.5—1345.8m，最高點位於礦區北西部，海拔標高1802.5m；最低點位於礦區南西部，海拔標高1345.8m，相對高差456.7m。
本區屬中亞熱帶季風氣候區，年平均氣溫為13℃，最高34.1℃、最低-9.6℃。年平均降雨量1243mm，多集中在6-8月，此段時間內降雨量累計可達670-680mm。平均風速為2.3m/s，最高風速為20.0m/s，多為東風。
1）區域河流、井、泉
區內井泉分布在村寨附近，流量受大氣降水製約，旱季小，雨季略大，一般僅供生活用水。井田無河流通過，該溪溝為季節性，枯水期水小。地表水排泄條件尚好，當地最低浸蝕基礎麵標高為1650米。
2）區域含、隔水層分布及特征
區內出露的岩石以碎屑岩（玄武岩）為主，其次為碳酸岩，按含水介質劃分地下水類型，以基岩裂隙水為主，其次為岩溶水及鬆散層孔隙水。鬆散層孔隙水出露較少，且無供水意義。根據對礦區及外圍的調查，井泉出露較少，常年性溪溝發育，為當地主要飲用水源，其調查結果見下表：

表1-4-3 地表地下水調查結果表

1）、基岩裂隙水
其地層主要為飛仙關組(T1f)、長興+大隆組（P3c+d），龍潭組（P3l）、峨嵋山玄武岩（P3β），其岩性是以砂岩、砂頁岩為主，其次為泥頁岩、大山碎屑岩，凝灰岩，含少量基岩裂隙水，多呈懸掛泉或間隙小泉點出露，並受大氣降雨與植被發育程度的控製，水量小，泥頁岩、玄武岩可視為相對隔水層。現分述如下：
下三疊統飛仙關組（T1f）含水岩組：岩性主要為灰綠、紫紅色泥質粉砂岩、粉砂岩、砂質粘土岩夾灰岩。厚450-550m。含裂隙水，無泉點出露，調查溪流1處，流量為1.38l/s，富水性中等。為中等含水岩組。
上二疊統長興+大隆組（P3c+d）含水岩組：灰至灰黃色粉砂質泥岩、泥岩、泥質粉砂岩夾薄層泥灰岩。含2-3層煤,煤層不穩定，為區內不可采、局部可采煤層。本段厚43.6—73.0米。含裂隙水，無泉點出露,為弱含水岩組。
上二疊統龍潭組（P3l）含水岩組：為深灰、灰色粉砂岩、泥質粉砂岩、粘土岩、少量灰岩及煤層組成。頂部以M18煤層與長興組分界。含裂隙水，無泉水出露，調查溪流4處，流量0.26-0.86 l/s,含水性及導水性均差，富水性弱。為弱含水岩組。
峨嵋山玄武岩組（P3β）含水岩組：為灰綠色、暗綠色、杏仁狀、氣孔狀、致密塊狀玄武岩。厚大於50m，含裂隙水，無泉點出露，富水性極弱，為相對隔水層。
2）、岩溶水
下三疊統寧鎮組(T1yn) 含水岩組： 為灰、肉紅色色薄至中厚層狀灰岩、泥質灰岩及鈣質泥岩，頂部為白雲岩。厚＞200米。含岩溶水，調查泉點2個，流量為10.01-10.35l/s，據調查，雨季更大，為富水性強的含水岩組。
中二疊統茅口組（P2m）含水岩組：岩性為淺灰、深灰色厚層、塊狀灰岩，夾白雲質灰岩、燧石灰岩。厚大於100米。含岩溶水，調查泉點2個，水庫1處,流量為10.45-18.56l/s，據調查，雨季更大，為富水性強的含水岩組。
3）、孔隙水
主要分布於第四係鬆散層中，其岩性溪溝中為衝洪積砂石層，窪地中為洪積—坡積物砂，礫石與亞粘土、亞砂土混合層，分布零星。該類鬆散層孔隙水，由於補給、賦存性能差，除了畜水農作外，其無供水價值，為透水而不含水層。
4）地表水、地下水及其聯係
a、地層岩石是形成地下水的最基本條件，普查區地下水主要賦存於基岩裂隙之中，為大氣降水和地表水的滲入補給提供了有利條件。
b、基岩裂隙是地下水逕流、排泄通道。
c、地貌是控製地下水的補給、逕流、排泄的重要條件。經調查，該區的地下水補給、逕流區基本一致，並在地質、地貌、岩性有利彙水的條件下，在河（溝）穀低窪處形成地下水排泄帶。
綜上所述，礦區內地下水補給水源主要靠大氣降水。礦井直接充水含水段，主要是含煤地層及上覆岩溶含水層，富水性中等，水文地質類型屬溶隙裂隙充水礦床，水文地質條件中等。在開采過程中應注意老窯積水。
4）礦井充水因素分析
充水因素包括充水水源，充水通道，充水方式三個因素，礦井直接充水水源來自飛仙關組(T1f)、長興組（P3c）及龍潭組（P3l）砂泥岩中的地下水。間接水源主要是大氣降水，其補給含水岩組並轉化為地下水，然後以直接水源的形式湧入坑道。礦井充水通道主要為風化和構造成因形成的裂隙。由於煤層本身富水差，其頂板以砂泥岩構成，礦井充水主要是因開采破壞上覆地層岩石完整性而產生的裂隙致地下水沿裂隙進入礦坑，屬間接充水方式。
除上述因素外，礦井水還有頂板的裂隙水，小窯水，老空水，現分述如下：
①．頂板裂隙水：主要是礦井采掘活動中，從頂板裂隙進入礦井的水，主要充水因素為地表的河流和飛仙關組第二段的岩溶水。
②．小窯水，在煤層露頭線淺部，曆史上造成的亂采爛挖留下的小煤窯、老煤窯均已灌水。礦井開采中應防範小窯水，老窯水的突發透水事故。
③．老空水：隨著開采麵積和深度的增加，淺部老空水及上覆煤層老空水可能導入井下，在礦井開采下伏煤層時應注意老空水的危害。
5）礦井湧水量
綜上所述，開采煤層後，地下水水力聯係增強，開采時要予以重視和監測。礦坑湧水量大，井田內水文地質條件屬簡單---中等複雜類型。
根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，礦井正常湧水量20m3/h；最大湧水量70 m3/h。
建議礦井在建設生產中注意收集有關水文地質資料，對礦井的充水因素，補給條件、湧水量進行分析和測定，以便為礦井的生產提供指導，達到安全生產的目的。礦井在生產過程中必須加強探放水的措施，堅持有掘必探、先探後掘、先探後采的原則。
七、對礦井地質勘探安全條件資料的評價及存在的問題
1、對礦井地質勘探安全工作條件的評價
貴州省地質礦局一一三地質大隊2006年7月在該區作過勘查地質工作，提交了《貴州省赫章縣平山煤礦普查地質報告》，對礦區作了儲量計算。由於該礦為農村自用煤礦，隻有《普查地質報告》，且勘探程度較低，礦井資源/儲量不完全可靠。
根據貴州省地質礦局一一三地質大隊2006年11月提交的《貴州省赫章縣平山煤礦普查地質報告》，認為平山鄉平山煤礦煤層賦存較穩定、儲量較豐富，地質構造較複雜，工程及水文地質條件複雜，礦區交通便利，資源可靠，開采技術條件一般。
但目前為普查階段，按要求達到詳查階段後，儲量將大幅度增加。
通過上述地質勘探工作，認為本井田資源可靠。主采煤層賦存穩定，構造簡單，全區可采。根據原煤分析結果，按中華人民共和國國家標準，煤炭質量分級，第1部分：灰分（GB/T 15224.1-2004）的規定；第2部分：硫分（GB/T 15224.2-2004）的規定；第3部分：發熱量（GB/T 15224.3-2004）的規定，礦區內M18煤層原煤屬中灰、低硫、特高熱值煤，牌號為無煙煤。M73煤層原煤均屬中灰、低硫、高熱值煤，牌號為無煙煤。
水文地質條件中等複雜，頂板多為泥質粉砂岩，一般較穩固，底板則多為泥岩，遇水後常易產生膨脹、底鼓現象。
2、存在的問題和建議
1）建議對井田附近的老窯開采情況和采空積水情況進一步調查清楚，在圖上標注明探水警戒線，在接近老空開采範圍附近時，在采掘過程中應堅持“有凝必探，先探後掘”的原則，加強探放水工作，嚴加防範，防止透水傷人事故的發生。
2）建議進一步進行勘查工作，提高資源/儲量級別，以便合理利用和保護資源。
3）開采過程中除應加強對瓦斯濃度的檢測及礦井通風外，還應采取有效的預防措施，防止瓦斯超限和聚集，更應加強礦井瓦斯含量測定及通風工作，確保安全生產。以往的勘探工作對礦井瓦斯、煤塵、自燃、礦井水文地質等工作不夠深入。
建議：
（1）礦井生產過程中進行瓦斯含量及瓦斯湧出量的測定，定期進行瓦斯等級鑒定，獲得可靠的瓦斯數據；
（2）進一步加強水文地質工作，切實弄清地表水和地下水、礦井充水因素、礦井湧水量等資料；
（3）切實弄清礦區內的小煤窯開采範圍和老窯、采空區積水情況。
（4）及時探清斷層產狀、性質等，為下一步的開采提供地質依據。
（5）生產過程中切實作好測量工作，防止破壞村寨保護煤柱造成房屋垮塌。
（6）建議礦井在建設生產中注意收集有關水文地質資料，對礦井的充水因素，補給條件、湧水量進行分析和測定，為礦井的生產提供指導，達到安全生產的目的。
第三節 礦井設計概況
一、工程性質
赫章縣平山煤礦原性質為農民生活自用煤礦。赫章縣國土資源局根據原國家及貴州省相關文件精神，於2003年3月23日頒發赫民煤〖2003〗第15號，赫章縣後山(現名平山)煤礦采礦證（畢節地區農民生活自用煤采礦許可證）。根據貴州省相關文件精神，此類煤礦符合將原縣頒發采礦證變更為省國土資源廳頒發采礦證的條件。
二、井田開拓開采
1.礦區範圍：
平山煤礦位於赫章縣城的東麵，礦山地理坐標為：東經104°49′14″-104°50′38″，北緯27°10′46″-27°11′46″；行政區劃屬赫章縣平山鄉管轄。礦區平麵上呈“梯形”狀，東西長1700米，南北寬1780米，麵積約2.759平方公裏。
井田範圍拐點坐標表 表2-1-1

2.儲量
根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年11月份提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及貴州省國土資源廳2006年12月下發的黔國土資儲備字[2006]128號關於《貴州省赫章縣平山煤礦普查地質報告》礦產資源儲量評審備案證明文件和貴州省國土資源勘測規劃院黔國土規劃院儲審字[2006]164號《貴州省赫章縣平山煤礦普查地質報告》礦產資源評審意見書，核實截至2006年7月止，赫章縣平山鄉平山煤礦保有資源/儲量489.7萬噸，其中：推斷的內蘊經濟資源量（333）258.5萬噸，預測的資源量（334）？231.2萬噸, 含村寨煤柱42.5萬噸。
煤層資源/儲量彙總表

本設計將開采範圍保有 (333)資源量258.5萬噸和（334）？資源量的50%作為設計依據。
1、設計利用儲量
設計利用儲量：M= (333)+（334）？/2=216.0+231.2/2=331.6萬噸
2、永久煤柱損失
本礦區範圍內地麵有村寨須保護，礦區邊界煤柱留設20m，淺部煤層風氧化帶、老窯采空區以下留20～25m的安全隔離煤柱；工業場地未壓煤不留設保護煤柱；根據本設計的開拓巷道布置情況，每側m留設20保護煤柱。
①邊界煤柱：
18煤層邊界煤柱=S邊/cos28°×M×D×10-4
=45396/cos28°×2×1.5×10-4 =15.4萬t
全部為（334）？，所以計入15.4÷2=7.7萬t
73煤層邊界煤柱=S邊/cos28°×M×D×10-4
（334）？=22000/cos28°×0.75×1.5×10-4 =2.8萬t
計入2.8÷2=1.4萬t
(333) =1100/cos28°×0.75×1.5×10-4 =1.4萬t
邊界煤柱=18煤層邊界煤柱+73煤層邊界煤柱=7.7＋2.8=10.5萬t
②井筒煤柱
18煤層井筒煤柱= S井/cos28°×M×D×10-4
=40000/cos28°×2×1.5×10-4 =13.60萬t
73煤層井筒煤柱= S井/cos23°×M×D×10-4
=44000/cos28°×0.75×1.5×10-4 =5.6萬t
全部為（334）？，所以計入5.6÷2=2.8萬t
井筒煤柱=18煤層井筒煤柱+73煤層井筒煤柱
=13.6＋2.8=16.4萬t
③：地麵村寨塘煤柱
儲量核實報告已經扣除，為42.54萬t，不再重複計算。
由以上計算，須扣除煤柱損失合計為26.9萬噸（不含地麵村寨塘煤柱）。
2、 可采儲量
礦區內18煤層厚度為2.0m,屬中厚煤層；73煤層厚度為0.75m， 屬薄煤層，本礦18煤層采區回采率按80%計算，73煤層采區回采率按85%計算。
可采儲量=（設計利用儲量－永久煤柱損失）×采區回采率
M18煤層：（205.5－10.5）×80%=156.0萬噸
M73煤層：（126.1－16.4）×85%=93.25萬噸
可采儲量合計：249.25萬噸。
3.設計能力及服務年限
平山煤礦設計生產能力為9萬t/年，日平均生產能力為273噸，年工作日330天，每天三班作業，每天淨提升時間16小時。
礦井服務年限按下式計算
服務年限＝可采儲量/（井型×儲量備用係數）
＝249.25/（9×1.5）＝18.5年
礦井在今後的生產過程中應加強地質工作，提高資源儲量級別，增加礦井資源量，降低風險，達到延長礦井服務年限的目的。
4.井田開拓方式
該礦性質為解決民用煤問題的農村自用煤礦變更為合法礦井，原礦井巷道布置混亂,生產能力小,形成的采空區基本位於巷道兩側；目前在礦區東翼有一工業場地，井下僅有一提升巷可以改造利用，其它巷道基本無利用價值。目前根據礦區範圍內的地形地貌特點，交通運輸情況，煤層賦存及出露情況以及礦井建設所需工業場地大小；經設計人員多次現場踏探，結合業主意見，可以征地的情況，礦井開拓為以下方案：
本礦區所屬區域總體上，煤層間距大，所以采取分層開采，先開采上部M18煤層，最後開采下部M73煤層。在礦區走向東部,利用原有工業場地布置工業場地，在工業場地布置主斜井、副斜井；主斜井傾角平均8º，方位角69º；副斜井利用現有巷道改造，傾角平均7º，方位角70º。回風斜井平均22º，方位角102º；運輸下山、軌道下山與回風斜井平行，軌道下山布置於M18煤層中，運輸下山布置於M18煤層底板中。兩下山上部直接連接主斜井、副斜井。在此布置第一水平井底車場、井底水倉、硐室等巷道。回風斜井與主斜井同時施工。礦井采用一個水平布置。礦井劃分兩個采區。劃分為一個水平，M18煤層為一采區，M73煤層為二采區。
後期開采M73煤層，在M73煤層露頭線附近新作工業廣場，沿M73煤層布置主斜井、副斜井、回風斜井。利用三井筒作采區下山，采區布置雙翼開采。
礦井采區係統形成後，即可布置回采麵進行回采。首采工作麵為一個，11801布置在一采區東翼M18號煤層內，11801運輸巷與主斜井相連，11801回風巷與回風下山相連，構成回采麵進行回采；同時準備一采區西翼的11802運輸巷和11802回風巷掘進頭，形成完整的一個采區生產係統。
通風方式為邊界抽出式。該方案開拓係統平、剖麵圖詳見圖。
礦井以一個炮采工作麵，兩個掘進頭滿足9萬噸/年設計能力，采煤方法采用走向長壁式後退采煤法，礦井工業場地設在主斜井井口附近。
本方案新建井巷工程量為2910m（其中岩巷1375m）。
5.井筒用途、布置及裝備
根據本礦開拓方案，初期開采一采區時，有三個井筒。
1、主斜井：岩石段采用錨噴支護，煤層段采用砌镟支護，鋪設膠帶運輸機，擔負礦井進風、煤炭、鋪設管線和行人等任務用。
2、副斜井：采用工字鋼棚支護，鋪設18kg/m軌道，擔負礦井進風、、矸石、材料、設備運輸、鋪設管線和行人等任務用。
3、回風斜井：采用工字鋼棚支護，不鋪設設備，擔負礦井回風任務用。
井筒斷麵見井筒斷麵圖，井筒特征見表2-4-1。
井筒特征表　　表2-4-1










6.水平劃分及標高
根據煤層的賦存情況及礦井所選用的開拓方式，設計采用斜井開拓。上、下煤層分層布置。劃分為一個水平，M18煤層為一采區，M73煤層為二采區。礦井首先開采一采區，二采區作為接替采區。一采區采完後，再準備二采區。
7.通風方式
礦井通風方式：初期一采區通風方式為邊界抽出式通風，後期二采區通風方式為中央並列抽出式通風。
8.采區劃分
根據煤層的賦存情況及礦井所選用的開拓方式，設計采用斜井開拓。上、下煤層分層布置。劃分為一個水平，M18煤層為一采區，M73煤層為二采區。礦井首先開采一采區，二采區作為接替采區。一采區采完後，再準備二采區。
9.開采順序
1)采區間的開采順序
一采區→二采區。
2)采區內區段間的開采順序
區段下行式。
3)區段內的開采方式
同一區段內工作麵為走向長壁後退式回采。
4）煤層間開采順序
各煤層間開采順序為由上往下開采，下行式開采。
10.采掘布置及裝備
1）回采工作麵
本礦采用走向長壁後退式開采，采煤工作麵采用單體柱配合鉸接頂梁支護頂板，錯梁齊柱式布置方式，柱距0.8m，排距1.0m，“三、四”排控頂，最大控頂距為4.2m，最小控頂距為3.2m，放頂步距為1.0m，必須在切頂線加打密集柱切頂。全部垮落法管理頂板。工作麵材料道每隔1m打一棵臨時支護，煤壁落煤後及時掛梁，若頂板壓力較大，可增設木垛。
采麵上、下出口采用四組八梁配合單體液壓支柱進行支護。采麵上、下巷超前支護均為：靠近煤壁10 m段采用雙排托棚支護，往外10 m采用單排托棚支護。

11.采煤方法
1）采煤方法的確定
根據礦井開拓方式、采區巷道布置及煤層賦存特點，本礦井采用走向長壁後退式采煤法，階段內煤層的開采順序為從上到下。
2）采煤工作麵的回采工藝及裝備
由於煤層傾角平均28°，煤層厚度為：M18煤2.0m、M73煤0.750m，回采工作麵設計采用走向長壁後退式開采，采煤工藝采用炮采，采用全部垮落法管理頂板。
首采工作麵布置在M18煤層，平均傾角28°。煤層頂板以粉砂岩為主，屬軟—中等堅硬岩石，容易冒落，有利於采用全部跨落法采煤方法；底板以粘土岩為主。設計采用全部垮落法管理頂板。工作麵采用DZ22-30/100型外注式單體液壓進行支護，工作阻力為30t/根，支撐高度為1640～2200mm，初撐力118～157KN；選用HDJA—1000型金屬鉸接頂梁。“三、四”排支護方式。柱距0.6m，排距1.0m，，最大控頂距為4.2m，最小控頂距為3.2m，全部垮落法管理頂板。回柱絞車選用JH-14型。支護時可在支柱底部加墊板，防止支柱插入底板。
3）工作麵循環方式、作業方式的選擇
采用“三八”作業製，三班采煤，邊采邊準。工作麵長100m，年推進度320m。
4）工作麵生產能力
本礦井年生產能力為9萬噸/年，以一個采煤工作麵達到生產能力，首采麵布置在M18煤層（11801采麵），工作麵平均斜長100m，采用長壁後退式采煤法，煤層平均傾角為28°，年推進度320m。年生產能力為：
100×2.0×320×1.5×0.95＝9.12萬t/a。
礦井掘進出煤按10%考慮為0.9萬噸，則礦井年產量可達10.0萬噸，滿足礦井生產能力要求。
三、運輸、提升、排水、通風及壓氣設備
1.運輸設備
工作麵設置刮板運輸機運輸，采麵運巷采用膠帶運輸機運輸，主斜井采用膠帶運輸機運輸。
2.提升、運輸設備
副斜井設計選用JT-1.2×1.0型防爆絞車，繩速VP＝1.5m/s，最大張力Fmax＝25kN；配套電機功率：45kW、660v；主機生產廠家配套供給電控設備。
選用圓股鋼絲繩：6股7絲鋼絲繩，d＝15.0mm，PK＝1.0125kg/m。
主斜井膠帶運輸機的傳動滾筒為直徑:800 mm, 膠帶寬650mm，電動機2×22km。
膠帶運輸機、提升絞車的選型計算過程詳見第七章井下其它災害防治第四節提升運輸事故的防治和裝備。
3.排水設備
本礦采用斜井開拓，在采區底部布置水泵房和水倉，采用水泵將礦井湧水排出地麵。選用100DF40×5型多級分段式離心泵三台，一台工作，一台備用，一台檢修，其流量為Q=42m3/h，揚程為H=200m，配套電動機功率：N=45kw。排水管路為兩趟，排水管選用DN=100mm的焊縫鋼管。

排水設備的選型計算過程詳見第六章第三節井下防水安全設施。
4.壓風設備
本礦建井期間采用3台7655型鑿岩機，後期開拓期間采用1台7655型鑿岩機，每台鑿岩機耗氣量1.8~2.5m3/min本設計選用SM-455AMLGF-9.6/8-55G型空壓機兩台供岩石巷道掘進，出風量9.6m3/min，工作壓力0.8Mpa，電機功率55kw。礦井建成後,采用岩石電鑽,不再使用空壓機。
5．礦井通風設備
選用FBDCZ-6№14-2×45型防爆軸流式通風機二台，一台工作，一台備用。風量18.9～45.6m3/s，負壓526～1920Pa。電機功率N=45kw，型號YBFe315M-10。
掘進工作麵采用局部通風機進行壓入式通風，選用DSFA-5型局部通風機供風，功率為2×5.5kw，風量為150~250m3/min；采用直徑為600mm的礦用阻燃風筒。
通風設備的選型計算過程詳見第二章第二節礦井通風。
四、井上、下主要運輸設備
（1）地麵運輸
該礦井所需的各種原材料、設備等均由公路運進。由於社會汽車運輸力量富裕，礦井生產煤炭主要運用社會汽車運輸。
（2）井下運輸
工作麵設置刮板運輸機運輸，采麵運巷采用膠帶運輸機運輸，主斜井膠帶運輸機運輸，副斜井采用絞車提升。
五、地麵生產係統
1.煤質特征及用途
本礦生產原煤為礦區內M18煤層原煤屬中灰、低硫、特高熱值煤，牌號為無煙煤。M73煤層原煤均屬中灰、低硫、高熱值煤，牌號為無煙煤。
煤層煤質特征詳見表1-2-2。
2.煤的加工
由於本礦原煤主要作動力用煤和原料用煤，原煤不經洗選就可滿足用戶要求，故本礦暫不建洗選廠，隻依托地形建一簡易篩分係統，將原煤篩分成塊煤(≥50mm)、粉煤(＜50mm) ，滿足不同用戶的需求。
3.主井生產係統
平山煤礦工業場地布置在主斜井井口西麵，並充分利用地形特點，工業場地占地約30畝，為一緩坡地帶，布置有儲煤場、辦公室、燈房浴室、器材庫和消防材料庫等，根據工業生產和輔助生產功能分別劃出不同的功能區，結合地形盡量集中布置。機修車間、坑木房和坑木加工房設在主斜井井口西南麵。
4.矸石係統
矸石倉設在工業廣場，距井口約30m，矸石初期用於平整場地，後期運至排矸場堆放，待風化後進行複土造林。
為防止矸石堆放對環境造成汙染，矸石堆場設有排水溝和防洪擋牆。
5.輔助係統
輔助生產區布置在副斜井北側，布置有機修車間、任務交待室燈房浴室更衣室聯合建築、鍋爐房等。
6.地麵生產係統工藝流程：
地麵生產係統工藝流程見圖1-3-1。

六、 業場地布置特征、防洪排澇、地麵建築及煤柱
1、 工業場地位置、工程地質條件及周圍環境、防洪排澇標準及措施
地麵工業廣場位於主、副斜井附近，根據地形條件，工業廣場場內無滑坡、溶洞、塌陷等不良地質，工程地質條件較好。
場內排水沿公路、邊坡腳、擋土牆下布置，排水溝斷麵為0.4×0.4m2的矩形斷麵，用M5.0水泥砂漿砌片石，水溝跨越公路時增設蓋板，蓋板厚度0.16m。
2、場地及各種建、構築物煤柱
工業場地及各種建、構築物煤柱留設方式為建、構築物邊界外推15米，按自然塌陷角用垂線法留取。
3、地麵建築物保護措施
（1） 對礦井範圍內的地麵建築物，必須按《“三下”采煤與煤柱留設規程》留設保護煤柱。礦井的采煤活動必須在保護煤柱以外進行。
（2） 不進入地麵建築物下進行采煤活動，不開采保護煤柱，保護好地麵建築物。
（3） 如必須對建築物下煤層進行開采時，必須請有資質的設計單位編製專門的《建築物下采煤設計》，並報上級主管部門批準後按《建築物下采煤設計》進行開采。同時，對建築物采取加固措施，設立地表岩移觀測站，以觀察建築物破壞情況。
對地麵零星的散居農戶采取搬遷措施，以避免造成不必要的損失。
七、供電及通訊
1、 供電電源、電壓、電力負荷、送變電方式
1）供電電源概述
該礦一回路電源由平山鄉10kv變電站引入礦區，供電距離約0.8公裏；另一回路由野馬川鎮10kv變電所引入礦區，供電距離約1.1公裏；供電較為方便，能保證礦井正常生產。
2）電壓
地麵高壓為10KV，地麵低壓為380V、220V，井下低壓為380V，127V。
3）電力負荷
平山礦井生產能力為9萬噸/a，斜井開拓，全礦安裝設備38台(件)，其中工作設備32台(件)；設備總容量643.8kw，其中工作容量466.8kw；計算有功負荷為380.8kw，無功負荷342.2kvar，視在負荷471.4kVA，礦井年耗電2119500kwh，綜合電耗為26.2kw•h/t煤。礦井電力負荷統計見表1-3-6。
4) 送變電方式
根據礦井電力負荷計算結果，考慮後期用電設備的增加，設計安裝一台變壓器中性點接地，為S9-315/10/0.4變壓器供地麵設備、地麵用電和照明，一台變壓器中性點接地，為S9-100/10/0.4變壓器供地麵風機、瓦斯泵的二回路；設計安裝兩台變壓器，變壓器中性點不接地，一台KS9-400/10/0.4變壓器向井下用電設備供電；一台KS9-100/10/0.4變壓器向井下掘進頭局扇供電。
5）井下供配電
由地麵低壓配電室經主井向井下設備供電，各配電點及電纜由隔爆低壓饋電開關引出。
井下用電設備共安裝26台（件），設備總容量為371.8kw，其中工作容量269.8kw，計算有功負荷為214.8kw。
對掘進工作麵的低壓供電係統均采用“風電、瓦斯電閉鎖”，局扇采用專用變壓器、專用開關、專用電纜供電，每天應有專人檢查1次，保證局部通風機可靠運轉。井下絞車硐室、空壓機等處設固定照明。
在井下排水溝中埋設一塊主接地極，掘進頭、采麵運輸巷等處低壓配電點各設一塊接地極，所有設備金屬外殼均采用24×4鍍鋅扁鋼與接地極作可靠接地連接，接地網上任意保護點測得的接地電阻不得大於2歐姆。詳見井上下供電係統圖。
表1-3-6 赫章縣平山煤礦電力負荷統計表

2.安全監控係統
安全監控該礦主要考慮瓦斯監控係統，地麵設監控主機（KJ101）一台，打印機一台，調度終端一台；安設瓦斯傳感器、負壓傳感器、設備開停傳感器、風速傳感器、水位傳感器等對礦井瓦斯、負壓、設備開停、風速、水倉水位等進行監測監控。詳見第八章礦井安全監控。
該礦井為小型礦井計算管理係統，設計選用2台微型計算機，設置在調度室一台，作為生產管理用，另一台設置在財務，作為財務管理用。
3.通訊
⑴行政及調度通信
設計選用DDK－3A型礦用行調合一電話站。井下通過安全柵成為本安型通信，井下和地麵的重要部門可設置成直通用戶。與外界聯係采用程控電話。
⑵信道
信道均為音頻電話輸送，下井電纜為兩根HUVV—10×2×0.8型礦用電纜，沿主斜井引入井下。工業場地為專動照網同杆架設。場地通信線網與場地動照網同杆架設。
八、給水、排水、采曖通風及供熱
1、 礦井水源
該礦井生產、生活及消防用水經估算總用水量為400m3/d。其中：生產、生活用水量為350 m3/d，消防用水量為50 m3/d。
地麵生產、生活用水、消防用水和井下生產消防用水可供使用的水源為：距離礦井工業廣場約0.5公裏，水量60m3/h，取水點標高1570.0m，本礦在取水點設水泵抽水至礦井地麵高位水池。
經貴州省疾病預防控製中心進行理化測試，總硬度（CaCO3）＜0.04 mg/l，氰化物＜0.002mg/l，砷＜0.01mg/l，鎘＜0.01mg/l，汞＜0.001mg/l，根據GB/T5750-85執行標準(GB5749-85)：總硬度(CaCO3)≤1.0 mg/l，氰化物≤0.002mg/l，砷＜0.01mg/l，鎘≤0.01mg/l，汞≤0.002mg/l，該水源可作為生活飲用水。
2、 給水量
該礦井生產、生活及消防用水經估算總用水量為310m3/d。其中：生產、消防、防塵用水量為300 m3/d，生活用水量為50 m3/d。
地麵生產、生活用水、消防用水和井下生產消防用水可供使用的水源為礦井附近的溪水及地下湧出泉水。井下生產消防用水不足部分由排出地麵的井下水經混凝土沉澱池沉澱處理後進行補充。
井下生產、消防用水，利用經處理後的礦井水。不足部分由地麵生產、生活及消防用水水源補給。
3、 給水係統
礦井取水點距離礦井工業廣場約0.5公裏，水量60m3/h，取水點標高1570.0m，本礦在取水點設水泵抽水至礦井地麵高位水池。
礦井生產、防塵、消防用水為一供水係統，生活用水為另一供水係統。在風井口場地附近山頂建50m3地麵生活水池一座，350m3生產、防塵、消防水池一座，由水源處敷設DN65焊接鋼管一條至水池，再由50m3地麵生活水池敷設DN50焊接鋼管一趟至工業場地和生活區，以靜壓供水方式向工業場地及生活區供水；由350m3生產、防塵、消防水池敷設DN80焊接鋼管一趟至井下，水池的標高滿足井下最高用水點幾何高差35m的規定，所以采用靜壓方式向井下用水地點供水。50m3生活水池距工業場地的幾何高差不得小於25m。
礦井生產、防塵水池設在回風斜井井口西側+1647.5m標高的山上，容量350 m3，井下生產、消防、防塵地點最大標高為+1610m，距井下用水最高點的幾何高差為37.5m，大於35m，采用靜壓供水方式向井下用水地點供水。
井下生產、消防、防塵用水為同一供水係統，經井下水處理站處理後的水進入350 m3地麵水池，由350 m3水池通過DN80焊接鋼管一條至井下各用水地點。
礦井生活水池設在回風斜井井口西側+1647.5m標高的山上，容量50 m3，地麵生活用水地點最大標高為+1600m，水池距用水最高點的幾何高差為47.5m，大於25m，采用靜壓供水方式向地麵用水地點供水。
地麵水源點的水直接進入50 m3地麵水池，由50 m3水池通過DN50焊接鋼管一條至地麵各用水地點。
4、 排水係統
綜合樓內設排水管路設施，汙水經室外直接排入汙水處理池，然後達標排放。
5、 汙水處理
汙廢水主要來源於礦井水，少部份為生活汙水。
礦井水：井下設水倉，礦井水經沉澱後排出地麵，進入水處理池，井下水的處理，要求經常加強對汙水池的清理，經常投放一定量的生石灰，經汙水處理後達標排放。處理達標後的汙水可作為工業防塵用水。礦井水處理後，SS排放濃度低於70mg/l。
生產、生活汙水處理：礦燈房酸性水經中和池處理；生活汙水經化糞池處理，以上汙廢水經處理後達標排放。
6、 井上下消防灑水和供熱係統
井上下消防灑水係統：由地麵高位水池鋪設消防灑水管路分別對井上、下消防灑水係統供水，在使用地點設置灑水管、噴霧噴嘴。
供熱係統：主要考慮浴池供熱，采用一台熱水鍋爐通過管道向浴池供熱水。
九、主要技術經濟指標
1.礦井生產能力：9萬t/年；
2.礦井服務年限：18.5年；
3.礦井開拓方式：斜井開拓；
4.采煤方法：走向長壁後退式；
5. 井巷工程量為2910m，其中岩巷為1375m，煤巷1535m（新建2480m，利用430m）。
6.建井工期：22個月；
7.工作 製度：礦井設計按年工作日330天計算，每天三班作業，每班8 h；
8.職工在籍總人數：182人；其中：專職安全勞動定員39人；
9.原煤生產人員工效：1.65t/工；
10.總投資：1188.52萬元(含安全投資)，噸煤投資132.06元/t。

第二章 礦井通風
第一節 概述
一、井田瓦斯、煤塵爆炸性、煤的自燃傾向性、煤與瓦斯突出及地溫情況
1. 瓦斯、煤塵和煤的自燃性
1）瓦斯
該礦性質為解決民用煤問題的農村自用煤礦變更為合法礦井，未作瓦斯等級鑒定工作，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井瓦斯鑒定資料，該區域瓦斯含量較高，所以本礦按高瓦斯礦井進行設計管理，在生產過程中及時補作瓦斯等級鑒定工作，並加強礦井通風，采取有效的預防措施，防止礦井瓦斯聚集，嚴格執行《煤礦 01manbetx 》的有關規定，保證礦井安全生產。本次設計參照可樂向斜南東翼的鄰近礦井瓦斯鑒定資料，選擇其中瓦斯、二氧化炭碳湧出的最大數據為依據，即礦井絕對瓦斯湧出量5.12m3/min，相對瓦斯湧出量29.24m3/t，二氧化碳絕對湧出量0.84m3/min，相對湧出量5.08m3/t。
本設計根據該鑒定報告及鄰近礦井調查的結果，按高瓦斯礦井進行設計和管理。在開采過程中應加強通風及瓦斯檢測記錄，防止局部瓦斯積聚，必須關注瓦斯湧情況，根據情況采取措施。礦井在建設及生產期間必須進行瓦斯含量、瓦斯湧出量的測定，並定期進行瓦斯等級鑒定。
2）煤塵爆炸性
該礦未作煤塵爆炸危險性鑒定，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，該根據赫章各生產煤礦分別對煤層取樣鑒定結果，均有煤塵爆炸性危險。所以兩煤層的煤塵按有爆炸性危險管理，在煤礦開采生產過程中應堅持濕式作業，搞好防塵工作，應盡量降低巷道和工作麵中煤塵的含量，作好相應的安全防範措施，以防止造成煤塵及瓦斯爆炸事故的發生。在建井期間及時補作各煤層的煤塵爆炸性鑒定，以便指導礦井安全生產。
3）煤層自然發火傾向性
該礦未作煤炭自燃傾向性鑒定，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，該區域煤層自燃傾向屬Ⅱ類（自燃煤層），所以兩煤層的煤炭均按自燃礦井管理。在建井期間及時補作各煤層的自燃傾向性鑒定。
2．煤與瓦斯突出
該礦未作煤與瓦斯突出鑒定，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，該區域未發生過煤與瓦斯突出，建設期間暫時按有煤與瓦斯突出礦井管理。在建井期間及時補作煤與瓦斯突出鑒定。
3.地溫
平山煤礦屬地溫正常型礦井，其相鄰的礦井在實際生產過程中從未發生過地溫異常現象。
二、隨著開采深度的增加，對瓦斯等級變化的預測
在礦井投產初期，瓦斯主要來源於掘進；礦井生產中期，瓦斯湧出以回采區為主；礦井生產後期，老空區瓦斯占相當比重。同時，隨著開采深度的增加，不僅瓦斯湧出量增大，而且由於來自開采層及圍岩的瓦斯湧出量的增高，礦井的瓦斯平衡也會發生有規律的變化，采空區瓦斯的威脅越來越嚴重。礦井一般在淺部開采時，通風條件較好，瓦斯不易聚集。但隨著開采深入，尤其在深部，通風較困難，瓦斯易於聚集。因此，除加強監測工作外，更應加強機械通風和瓦斯抽放工作，切實加強井下通風管理及預防工作。所以在今後的生產過程中應注意觀察瓦斯湧出情況，掌握本礦的瓦斯湧出規律，同時觀察是否有瓦斯動力現象的發生。
第二節 礦井通風
一、通風方式和通風係統
1.礦井開拓方式
本礦采用斜井開拓。
2.通風方式
根據開拓部署及井下巷道布置，初期一采區通過方式為邊界抽出式通風，後期二采區通過方式為中央並列抽出式通風。
3.通風線路
通風線路為：主斜井→運輸下山→采麵運輸石門→采麵運輸巷→采煤工作麵→采麵回風巷→采麵回風石門→回風斜井→引風道→地麵。
礦井通風係統詳見礦井通風係統示意圖（大圖）。
二、風井數目、位置、服務範圍及時間
1.風井數目及位置
礦井初期投產時，隻布置一采區，隻有一個風井,井口位於主斜井口西側。後期二采區另設計風井。
2.風井的功能、服務的水平和區域及時間
根據煤層的賦存情況及礦井所選用的開拓方式，礦井采用一個水平兩個采區開采，水平標高為+1300m。礦井共劃分2個采區，M18煤層為一采區，一采區主要開采M18煤層，M73煤層為二采區，二采區主要開采M73煤層。礦井首先開采一采區，投產後，二采區作為接替采區，初期回風斜井作一采區回風，初期一采區通風方式為邊界抽出式通風；後期回風斜井作二采區回風，後期二采區通風方式為中央並列抽出式通風。
三、采、掘工作麵及硐室通風
本礦井年生產能力為9萬t，以一個炮采工作麵達到生產能力，回采工作麵采用U型通風。一個工作麵配風10m3/s；硐室需專門配風。
掘進工作麵采用DSFA-5型局部通風機供風作壓入式通風，1個掘進工作麵，掘進工作麵配風為5m3/ｓ；局部通風機和啟動裝置安裝在離掘進巷道口10m以外的進風側。風機將新鮮風經風筒送到掘進工作麵，為了能有效的排出炮煙，風筒出口到掘進工作麵的距離不能超過風流從風筒出口到轉向點的距離，即風流的有效射程LR=(4～5)S0.5 (S為掘進巷道淨斷麵積)。
局部通風機的使用必須注意以下幾點：
1.掘進巷道貫通在相距20m前，必須停止一個工作麵作業，做好調整通風係的準備工作。貫通時，必須由專人在現場統一指揮，停掘的工作麵必須保持正常通風，設置柵欄及警標，經常檢查風筒的完好狀況和工作麵及其回風流中的瓦斯濃度，瓦斯濃度超限時，必須立即處理。掘進工作麵每次爆破前，必須派專人和瓦斯檢查員共同到停掘的工作麵檢查工作麵及其回風流中的瓦斯濃度，瓦斯濃度超限時，必須先停止在掘工作麵的工作，然後處理瓦斯，隻有在工作麵及其回風流中的瓦斯濃度都在1.0%以下時，掘進的工作麵方可爆破。每次爆破前，2個工作麵的入口必須有專人警戒。貫通後，必須停止盤區內一切工作，立即調整通風係統。待風流穩定後，方可恢複工作。
2.掘進巷道必須采用局部通風機通風。煤巷、半煤岩巷和有瓦斯湧出的岩巷的掘進通風方式應采用壓入式，不得采用抽出式，如果采用混合式，必須製定 安全措施。長距離掘進由於阻力加大，會出現通風困難，可采用兩台同型號、同功率局部通風機串聯，以增加風壓克服阻力，保證風量供給。
3.局部通風機必須由指定人員負責管理，保證正常運轉。壓入式局部通風機和啟動裝置，必須安裝在進風巷道中，離掘進巷道回風口不得小於10m；全風壓供給該處的風量必須大於局部通風機的吸入風量，局部通風機安裝地點到回風間的巷道中的最低風速必須符合《煤礦 01manbetx 》（2006版）之第一百零一條的有關規定。
4.必須采用抗靜電、阻燃風筒。風筒口到掘進工作麵的距離以及混合式通風的局部通風機和風筒的安設，應在作業規程中明確規定。
5.嚴禁3台以上（含3台）的局部通風機同時向1個掘 進工作麵供風。不得使用1台局部通風機同時向2個作業的掘進工作麵供風。
6.使用局部通風機通風的掘進工作麵不得停風；因檢修、停電等原因停風時，必須撤出人員，切斷電源。恢複通風前，必須檢查瓦斯。隻有在局部通風機及其開關附近10m以內風流中的瓦斯濃度都不超過0.5%時，方可人工開啟局部通風機。
四、井下通風設施及構築物布置
根據礦井開拓、開采係統和巷道布置以及《 煤礦安全規程》（2006版）要求，設計在必要位置設置相應的通風設施。為保證各采掘工作麵和硐室的風量，並使風流按規定方向流動，在通風係統中設置有雙向風門、調節風門、密閉等構築物。
風門設計選用普通雙向、兩道為一組。風門設置應滿足以下技術要求：
1.盡量避免在彎道和傾斜巷道中設置風門；
2.風門的前後5m內支架完好，門牆厚不小於0.45m，四周掏槽深0.2～0.3m；
3.結構嚴密，漏風小，向關門方向緩傾斜800～850；
4.正向風門應迎風流開啟；
5.風門要求設置兩組以上；
6.風門等通風構築物的設置應堅固穩定，並加強通風管理，及時進行檢查和維修。需要調節風量的絞車房回風道安設了調節風門，其技術要求與風門相同。
不用或暫時不用的聯絡巷道設置永久風牆或臨時性擋風牆。其技術要求如下：
1.永久性擋風牆。采用不燃性材料（如磚、料石、水泥等）建築，牆上部厚≥0.45m，牆下部厚≥1.00m，牆前後5m內的支護要完好且為防腐支架；無積煤、片幫、冒頂；四周在煤中掏槽深度≥1.00m，在岩中≥0.5m，牆麵要嚴實、抹平、刷白、不漏風。密閉內有水時，應在牆上裝設U型放水管，利用水封防止放水管漏風。
2.對於服務期限短的臨時性擋風牆，可用木柱、木板、可塑性材料等建造，木板需魚鱗式搭接，用黃泥、石灰抹麵，無裂隙，不漏風；要設在幫頂良好處，四周在煤中掏槽深度≥0.5m，在岩中≥0.3m；牆前後5m內的支護要完好且為防腐支架；無積煤；同時牆外要設置柵欄和警標。
根據礦井反風要求，必要地點設置常開風門。
為了防止爆炸性氣體爆炸時衝擊主要通風機，在回風井口處設置防爆門，引風道的長度比防爆門至井筒內引風道的開口位置的距離長10～15m，隨時保證防爆門的完好並每6個月檢查維修一次。主要和備用通風機的引風道與回風井之間的夾角為30°～45°，礦井主要通風機必須裝有反風設施，並能在10min內改變巷道中的風流方向；當風流方向改變後，主要通風機的供風量不應小於正常供風量的40%。當井下發生火災時經礦技術負責人的同意後可進行全礦性的反向通風。
礦井內的風門、調節風門、局部通風機的壓送風筒、測風點、風牆及密閉等所有通風設施，應建立每天三班巡回檢查 製度，並有可靠的檢測、監控設備。保證設施經常處於完好狀態，確保風路暢通和通風係統的安全可靠。
五、安全逃生途徑
1.礦井安全出口及保證措施
本礦井根據斜井開拓的具體布置，分別在主斜井、副斜井和回風斜井設有三個通往地麵的安全出口，安全出口間的距離大於30m。井下采區內，通過聯絡巷道分別與三個井筒相連。為保證安全出口暢通，井下井巷交叉地點必須設置路標，表明所在地點，指明通往安全出口的方向。井下工作人員必須熟悉通往安全出口的路線，要求安全出口經常清理、維護。
2.井下避災路線
根據井下發生災害的地點不同或災害類型不同，有不同的避災路線。因此事故發生時時，在場人員應盡量了解和判斷事故性質、地點及災害程度，並由在場的負責人或有經驗的老工人帶領，根據當時當地的實際情況，選擇安全路線或按預先規定的安全線路，迅速撤離危險區域。
井下發生冒頂事故時，要及時加強冒頂區的支護，全力營救被煤、矸埋住的人員。
1）水災
井下發生透水事故時，應撤退到湧水地點上部水平，避免進入湧水附近的獨頭巷道。但當獨頭上山下部唯一出口被淹沒無法撤退時，也可在獨頭工作麵暫避。若是老塘老空積水湧出，則須在待避前快速構築避難硐室，以防被湧出的有毒有害氣體傷害。
采、掘工作麵發生水災時的避災線路為：
（1）首采工作麵避災線路為：回采工作麵→采麵回風巷→回風斜井→安全出口→地麵；
（2）掘進工作麵避災線路為：掘進工作麵→回風繞道→回風下山→回風斜井→安全出口→地麵。
2）火災、瓦斯及煤塵爆炸
井下發生火災、瓦斯及煤塵爆炸時，要立即通知附近的工作人員迅速撤除災區，向火焰燃燒的相反方向迎著新鮮風流撤退，最好利用平行巷道，迎著新鮮風流繞過火區，沿新鮮風流流向的相反方向撤退，人從火區撤出時，必須帶上自救器。
采、掘工作麵的火災、瓦斯及煤塵爆炸避災路線（井下人員朝新鮮風流來向撤退出礦井）：
（1）首采工作麵：井下人員由回采工作麵→工作麵運輸巷→區段運輸石門→運輸下山→主斜井→地麵；
（2）掘進工作麵：掘進工作麵→區段運輸石門→運輸下山→主斜井→地麵。
井下避災線路詳見平山煤礦井下避災線路圖。
六、通風設備及反風
1.礦井風量、負壓和通風設備選型
根據設計規範，小型煤礦隻計算礦井困難時期的通風。礦井風量、風壓的計算及通風設備的選型詳見本節第七、八點的計算及選型。
2.通風機設置及要求
1）主要通風機必須裝備兩套同等能力的風機（包括電動機），其中一套運轉，一套備用，備用的一套要求在10分鍾內能夠啟動
2）礦井主要通風機要有兩路直接由變電所饋出的供電線路，線路上不分接任何負荷。
3）新安裝的主要通風機投入使用前，進行一次通風機性能測定和試運轉工作，以後每5年進行一次性能測定。
4）按風機規格處理好安裝場地，場地要有足夠的空間，能使抽出的風能順暢地排入大氣。用於安裝的地麵須經硬化平整處理。
5）風機的安裝使用必須符合《 煤礦安全規程》（2006版）的有關規定。風機安裝在煤礦風井風硐（即引風道）出口，以保證隔流腔換氣管通大氣，回風井口必須安裝防爆門。
6）安裝前必須檢查風機是否有損壞或變形，並及時進行處理。
7）根據煤礦通風需要，選擇合適的葉片安裝角，並檢查各部位螺栓的鬆緊程度和葉頂和保護環的間隙（間隙不得小於2.5mm）。在調節範圍內，一般葉片安裝角度增大時，風量增大，電動機功率也隨之增大，反之亦然。葉片調整時，須打開輪轂蓋板，鬆開葉柄上的雙螺母即可進行。葉片必須對號入座，調整後的葉片角度必須一致，然後緊固螺栓，按標記上好蓋板，盤車應輕鬆無卡滯現象。
8）安裝和檢修中，蓋板、葉片不得任意調換。檢查葉片時用硬刷清除掉葉片上的煤塵，用手搖動葉片看葉柄有無鬆動。葉片因腐蝕有小孔時必須更換，更換後的葉輪應進行靜平衡。
9）風機集流器法蘭與風井出風口聯接處必須密封，並保證電機隔流腔換氣管位於新鮮空氣中，清理風機周圍雜物。
10）按規定接地，並檢查控製設備及保護裝置，使之達到要求。經過長途運輸或長期擱置不用的電機，在使用前必須測量定子絕緣電阻（絕緣電阻不得小於0.5MΩ），經檢查合格後方可接通電源，試運行10分鍾，若無異聲即可投入正常運行。運行中要經常觀察電壓、電流，如不正常應立即停機檢查。檢修電動機時須認真保護防爆麵和隔流腔的密封膠墊，一旦損壞應進行更換。
11）新安裝的風機運行一小時後，應停機檢查各部堅固件是否鬆動和所有焊縫有無開裂，當確認無問題後，再投入運行。風機必須經常運轉，因故停機應打開防爆門，再重新使用時，應先開風機，當確認回風井中瓦斯濃度不超過0.75%時才關閉防爆門。
3.反風方式、反風係統及設施
1）反風方式
礦井利用軸流式通風機反轉的方法反風。
在反風時，調換電動機電源的兩相，可以改變通風機動輪的旋轉方向，使井下風流反向。這種反風方法不需設置反風道，比較經濟。反風必須在10min內改變巷道中的風流方向。當風流方向改變後，主要通風機供風量不應小於正常風量的40%。反風設施每季度檢查一次，每年進行一次反風演習。礦井通風係統有較大變化時，也要進行一次反風演習。主要通風機在停風期間，必須打開防爆門和有關風門，以便充分利用自然通風。
2）反風係統及設施
在通風係統中各種通風設施的配置已考慮，保證反風係統的形成，首采麵反風路線為：新鮮風流→通風機→引風道→回風斜井→回風下山→采麵回風巷→采麵→采麵運輸巷→區段運輸石門→運輸下山→主斜井→地麵。
4.井筒安全裝備及設施
為保證行人安全，須在井筒內設置人行道。井巷交叉點，必須設置路標，標明所在地點，指明通往安全出口的方向，井下人員必須熟悉通往安全出口的路線。
七、礦井風量、風壓及等積孔
1.風量計算
(1)按井下同時工作的最多人數計算礦井總風量。
Q=4×N×K
式中：N——下同時工作的最多人數，取60人。
K——風量備用係數，取1.25。
Q=4×60×1.25=300m3／min=5.0m3／s
(2) 按瓦斯相對湧出量計算
Q=0.0926TqK
式中：Q——礦井總風量；
T——礦井最大日產量，取340t；
q——礦井瓦斯相對湧出量，參照臨近礦井的最大數據，取15.5m3/min/(t/d)；
K——井風量備用係數，取1.45。
則：Q=0.0926×340×15.5×1.45=720.2m3／min=12.0m3／s
(3)按分別法計算各需風地點實際風量
Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)•K
式中：∑Q采——采煤工作麵風量， m3／s；
∑Q掘——掘進工作麵風量之和， m3／s；
∑Q硐——獨立通風硐室需要風量， m3／s；
∑Q其它——其它行人道和維護巷道風量之和，m3／s；
K礦—礦井通風係數，取K礦=1.25
①采煤工作麵需風量計算
按瓦斯（或二氧化碳）湧出量計算
Q采=100×q采×Kc
式中：Ｑ采－采煤工作麵需風量，m3/min；
ｑ采—采煤工作麵絕對瓦斯湧出量，取3.0m3/min；
Kc—采煤工作麵因瓦斯湧出不均勻的備用係數，取2
Q采=100×3.0×2=600m3/min=10.0m3/s
按工作人員數量計算
Ｑ采=4ｎｊ
ｎｊ—掘進工作麵同時工作的最多人數，取60
Ｑ采=4×60=240m3/min;
按工作麵溫度計算
Ｑ采=60Ｖｃ×Ｓｃ×Ｋｉ
式中：Ｖｃ－采煤工作麵適宜風速，取1.0ｍ/ｓ；
Ｓｃ－回采工作麵平均有效斷麵，取5.81ｍ2
Ｋｉ-工作麵長度係數，取0.9
Ｑ采=60×1.0×5.81×0.9=313.74m3/min=5.23m3/s
工作麵按炸藥使用量計算
Ｑ采=25Aｃ
式中：Aｃ－采煤工作麵一次使用最大炸藥量，取9Kｇ
Ｑ采=25×20=500m3/min=8.22m3/s
取：Ｑ采=600m3/min=10.0m3/s；
按風速驗算
15×Ｓｃ≤Ｑ采≤240×Ｓｃ
15×Ｓｃ=15×4.8=72 <ｑ采
240×Ｓｃ=240×4.8=1152>Ｑ采
故Ｑ采=600m3/min=10.0m3/s，滿足要求。
②掘進工作麵需風量計算
按瓦斯（或二氧化碳）湧出量計算
Ｑ掘=100×ｑ掘×Ｋｄ
Ｑ掘－掘進工作麵實際需風量，m3/min；
ｑ掘—掘進工作麵絕對瓦斯湧出量，m3/min；參照臨近礦井的最大數據，取0.53m3/min；
Ｋｄ—掘進工作麵因瓦斯湧出不均勻的備用係數，取2
Ｑ掘=100×0.53×2=106m3/min=1.75m3/s
按工作人員數量計算
Ｑ掘=4ｎｊ
ｎｊ—掘進工作麵同時工作的最多人數，取15
Ｑ掘=4×15=60m3/min;
按炸藥使用量計算
Q掘＝Aj•b/(t•c)
式中 Aj：掘進工作麵一次爆破所用的最大炸藥量，取10kg；
b：每公斤炸藥爆破後生成的當量CO的量，取0.1m3/kg；
t：通風時間，一般不少於20min即1200s，取1200s。
c：爆破經通風後，允許工人進入工作麵的CO濃度，一般取c＝0.02%。
故 Q掘＝10×0.1/(1200×0.0002)=4.08 (m3/s)
按局部通風機吸風量計算
Q掘＝Qf×I×kf
式中 Qf：掘進工作麵局部通風機額定風量，取Qf=4.0m3/s；
I：掘進工作麵同時運轉的局部通風機台數，取1台；
kf：為防止局扇吸循環風的風量備用係數，取1.24。
故 Q掘＝4.0×1×1.24=4.96(m3/s)
取：Q掘=5.0(m3/s)
按風速驗算
9×Sｊ≤Ｑ掘≤240×Sｊ
式中：Sｊ—掘進工作麵巷道過風斷麵，取4.4ｍ2
9×Sｊ=9×4.4=39.6m3/min <ｑ掘
240×Sｊ=240×4.4=1056m3/min
故Ｑ掘=300m3/min，滿足要求。
③硐室需風量
根據該礦開拓及采區布置，井下有一絞車房，ΣQ硐取2m3/s；
④井下其它巷道需風量
Q其它=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐）×10%
=（10.0+5.0×2+2）×10%=2.2
⑤礦井實際需風量
Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其他）.K礦
Q=（10.0+5.0×2+2+2.2）×1.10=26.62m3/s
⑥礦井風量重新分配
礦井需風量Q=27m3/s 。
Q采=11m3/s，Q掘=6.0×2=12m3/s，Q硐=2m3/s , Q其它=2m3/s
2、負壓計算
根據《煤礦礦井采礦設計手冊》規定，對於小型礦井隻計算礦井通風困難時期的通風阻力，而不再計算容易時期的通風阻力，根據上述各用風點風量分配及服務範圍，計算本礦井通風困難時期的風量為27m3/s，負壓為813.2Pa。詳見礦井通風困難時期阻力計算表2-2-1。
礦井通風困難時期阻力計算表 表2-2-1

3、等積孔計算及通風難易程度評價
礦井通風等積孔計算:
A=1.189Q/h
A————等積孔（m2）
Q————礦井總風量（m3/s）
h————礦井總風壓（Pa）。
礦井通風困難時期等積孔：A=1.189×27/（813.2）1/2=1.13m2
從上述計算看出，礦井通風為中阻力礦井，為此，應加強礦井的通風設施的管理，特別是設置風門和密閉，減少漏風，合理配風，同時加強對通風巷道的維修工作。
4、 降低風阻的措施
⑴砌镟巷道應盡可能光滑，力求使巷道光滑平整，以降低風阻。
⑵在容易產生局部阻力地點，應盡量減少局部阻力係數。巷道連接邊緣應做成斜線或圓弧形，巷道轉彎處應盡量避免直角轉彎或小於90º轉彎，並將轉彎處內、外側按斜線或圓弧型施工，必要時應設置導風板。
⑶在日常通風管理中，應避免在主要巷道停放礦車、堆雜物，有的材料應堆放整齊，巷道應隨時修複，保證巷道有足夠的有效通風斷麵，以利風流暢通。
㈤ 防止漏風措施
風門等通風構築物應設在圍岩堅固、地壓穩定地段，並加強管理，經常檢查、維修，保持完好，防止通風設施、構築物漏風。
㈥ 礦井井巷風速要求
詳見表2-2-2
礦井井巷中允許風流速度 表2-2-2

經驗算礦井井巷中的實際風速符合上表中的要求。
八、通風機風量、風壓計算及通風設備選型
1.通風方式
通風方式：本礦為高瓦斯礦井，初期采用邊界抽出式通風方式，當礦井初期風壓和風量較小時可調節風機葉片安裝角度，滿足礦井通風要求。在電控設備上設置正反轉裝置，反風時采用風機反轉直接反風。
2、設計依據
(1)困難時期最大風量： QK=27m3/s.
(2)最大負壓：h1=813.2Pa，
3、選型計算
(1)通風機需要的風量： Qb＝KQK=1.05×27=28.4m3/s；
(2)通風機需要的全壓：
①自然風壓：
根據“科百洛夫”經驗公式計算，自然風壓
h自=P0H（a1-a2）/100=720×250（0.174-0.164）/100
由於回風斜井與主斜井之間的高差接近，不需計算自然風壓，故
h自=0

式中：h自——自然風壓（mmH2O）
P0——地麵平均大氣壓，取720mm水銀柱
H——最大井深，
a1——進風井平均溫度係數。
a2——回風井平均溫度係數。
礦井主要通風機需克服自然風壓，因此，在確定主要通風機負壓時應考慮這一因素。
②礦井主要通風機負壓
通風困難時期：h扇=h難+h自=813.2+0=813.2Pa
4、配備電機功率
風機功率: N2= h扇×QK／1000=813.2×28.4／1000=23.10kw
電動機輸出功率:
Ne2=N2×K×Ke／(ηt×ηe)= 23.10×0.93×1.4／(1×0.9) =33.1kw
式中: N2---------困難時期的風流功率,kw
K-----------空氣密度校正係數, K=1.12／1.2=0.93
Ke----------電機容量備用係數取1.4
ηt-----------傳動效率，直接傳動取1
ηe-----------電機效率， ηe =0.9
5、選型結果
選用FBDCZ-6№14-2×45型防爆軸流式通風機二台，一台工作，一台備用。風量18.9～45.6m3/s，負壓526～1920Pa。電機功率N=45kw，型號YBFe315M-10。
以上所選用主要風機計算到礦井初期通風最困難時期。所選通風機工況參數為：當通風機工作風壓達813.2Pa時，風量為30.5m3/s，葉根安裝角為33°，通風機工作效率75％。
6、局部通風
⑴　掘進工作麵選用DSFA-5型局部通風機供風，其電機功率：N＝2×5.5kw，風量Q =150～250m3/min。
⑵　局部通風機必須安裝在掘進工作麵回風口10m以外的進風側。
⑶　采用阻延燃，抗靜電風筒，其風筒直徑不得低於600mm。
⑷　加強對風筒的維護，風筒必須整齊，轉彎應平緩，破損的風筒必須及時修補，減少風筒的漏風，保證工作麵迎頭有足夠的風量。
⑸　當掘進長度超過250m時，應加大局部通風機功率或采用雙巷掘進，增設聯絡巷以減小局部通風距離。
九、礦井通風係統的合理性、可靠性和抗災能力分析
1.礦井通風方式及通風係統對礦井安全的保證程度和措施
設計中礦井通風方式合理，通風係統中參數計算正確，通風設備選擇合理；設施齊全、可靠，能保證礦井安全生產。在生產中應加強通風管理，通風設施及構築物設置應堅固、穩定，及時進行檢查和維修通風巷道。
2.礦井安裝安全監測、監控係統，在對全礦實施安全監測、監控等措施後，礦井災害將得到有效控製，確保礦井安全生產。
3.礦井安設隔爆設施後，一旦發生爆炸事故，可以將損失減小到最低程度。
4.礦井安裝噴霧灑水裝置和綜合防塵措施後，粉塵將得到有效控製，減小了煤塵爆炸的危險性，同時也減小了粉塵對礦工的侵害。
5.其它安全保證措施
(1)加強瓦斯檢查員的教育與管理，加強日常的瓦斯檢查和監測以及局部通風管理，杜絕微風、無風、瓦斯超限作業，合理配風，以確保礦安全生產。
(2)建立健全礦井瓦斯巡回檢查製度，每一工作麵每班都必須配備瓦斯檢查員跟班作業，並將檢查結果記錄於瓦斯手冊、瓦斯牌板、瓦斯台賬上，做到瓦斯檢查“三對口” ，發現工作麵瓦斯超限，必須及時撤出工作麵所有人員到到安全地點的新鮮風流中，並及時向礦長報告，采取措施進行處理。
第三節 降溫措施及設備選型
本礦區內和鄰近礦井均未發現地溫異常區，地溫正常，故不需要采取降溫措施。


第三章 粉塵災害防治
第一節 粉塵
一、煤塵爆炸性資料來源
該礦未作煤塵爆炸危險性鑒定，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，該根據赫章各生產煤礦分別對煤層取樣鑒定結果，均有煤塵爆炸性危險。所以兩煤層的煤塵按有爆炸性危險管理，在煤礦開采生產過程中應堅持濕式作業，搞好防塵工作，應盡量降低巷道和工作麵中煤塵的含量，作好相應的安全防範措施，以防止造成煤塵及瓦斯爆炸事故的發生。在建井期間及時補作各煤層的煤塵爆炸性鑒定，以便指導礦井安全生產。
二、為防治粉塵的職業危害而對粉塵進行檢測的相關規定
《煤礦安全規程》第739條規定：作業場所空氣中粉塵（總粉塵、呼吸性粉塵）濃度應符合下列要求。
表3-1-1 作業場所空氣中粉塵濃度標準表

該礦配備粉塵采樣器、呼吸性粉塵測定儀各一台，對作業場所空氣中的粉塵濃度進行監測。
《 煤礦安全規程》第740條規定：煤礦企業必須按國家規定對生產粉塵進行監測，並遵守下列規定：
（一） 總粉塵
1．作業場所的粉塵濃度，井下每月測定2次，地麵每月測定1次；
2．粉塵分散度，每6個月測定1次。
（二）呼吸性粉塵
1．工班個體呼吸性粉塵監測，采、掘工作麵工作麵每3個月測定1次，其他工作麵或作業場所每6個月測定1次，每個采樣工種分2個班次連續采樣，1個班次內至少采集2個有效樣品，先後采集的有效樣品不得少於4個。
2．定點呼吸性粉塵監測每月測定1次。
（三）粉塵遊離SiO2含量，每6個月測定1 次，在變更工作麵時也必須測定1次，各接塵作業場所每次測定的有效樣品數不得少於3個。
三．煤塵的危害
1．對人體健康的危害。它能引起職業病，如塵肺（矽肺、煤肺）慢性中毒、皮膚病等，造成礦工喪失勞動力和死亡。
2．煤塵爆炸的危害。它嚴重威脅礦井安全生產，煤礦井下一旦發生煤塵爆炸，能造成礦井嚴重的破壞和人員大量的傷亡。
3．粉塵對機電設備、儀器儀表的危害。它能加速機械磨損、減少機械、儀器儀表的使用壽命和降低其檢測精度。
4．粉塵汙染環境，破壞井下氣候條件，使工作場所的能見度降低， 工傷事故增加，工程質量下降。
第二節 防塵措施
一、防塵措施
1.綜合防塵措施
要將空氣中的礦塵濃度降到安全標準以下，礦井必須采取綜合防塵措施，並以風、水為主，包括通風防塵、淨化風流和個體防護等措施，並建立完善的防塵灑水管路係統。
平山煤礦產生粉塵的塵源地點主要是：
（1）采掘工作麵；
（2）采煤工作麵的進回風巷；
（3）裝載點及卸載點；
（4）主斜井。
2.個體防護措施
個體防護是綜合防塵工中不可忽視的的一個重要方麵，個體防護的防塵用具主要包括：防塵風罩、防塵帽、防塵口罩等，其目的是使佩帶者能呼吸淨化後的清潔空氣、又不影響正常工作。
平山煤礦可采用經濟實用的防塵口罩作為其個體防護的措施，對長時間工作在采掘工作麵等產塵大的地方的工作人員必須佩帶。
二、回采、掘進工作麵除塵
1.采煤工作麵、掘進工作麵采用炮采，故工作麵中鑽眼、爆破落煤、裝載、落頂等工序產塵強度大，是主要產塵源，是除塵的重點。采煤工作麵放炮落煤時使用水炮泥，掘進工作麵放炮應使用水炮泥，即是用裝水的塑料袋填於炮眼內，用它代替一部分炮泥，爆炸時水滴和粉塵的慣性碰撞和凝並使粉塵迅速沉降。水炮泥爆破除降塵效果好，對降低爆焰、溫度、防止引燃事故、降低炮煙及有毒有害氣體含量效果也十分顯著。
由於本礦煤層底板以粘土岩為主，部分地段底板為粉砂質粘土岩，遇水後易膨脹，造成底鼓十分嚴重，故本礦不采用煤層注水的方式降塵，采用噴霧灑水的方式降塵。
2.噴霧灑水：采、掘工作麵裝載點、卸載點等井下作業地點，均設置噴霧器噴霧灑水。該方法簡單方便、經濟、有效，降塵率為30～60%。
在噴霧灑水的巷道內，必須隨時保證煤塵中水分大於33%（水分大於12%時，可防止煤塵起爆）。
爆破前、後衝洗煤壁，爆破時應噴霧灑水，攉煤時灑水。
3.井下主斜井、風井風流平緩地段建測風站，堅持每旬測風一次的製度，合理計算風量，達到以風定產。
4.采用合理的風速：井下風速必須嚴格控製，增大風量或改變通風係統時，必須相應的調節風速，防止煤塵飛揚。放頂時，加強通風，保證工作麵風速在0.25m/s以上的排塵風速，但不得超過4m/s，最優排塵風速為1.5～2m/s。
經驗算本礦工作麵的風速為2.13m/s，符合回采工作麵排塵風速要求。
5.風流淨化：在各含塵量較大的進風巷中設置水幕一道，降低粉塵濃度，避免進風流汙染。在工作麵運輸巷及回風巷每隔100m設降塵水幕一道；含塵濃度較高的風流所通過的回風巷和掘進巷道，離工作麵20～30米處設置水幕，淨化風流。各轉載、卸載點、煤倉上下口、裝載硐室均設置防塵水幕。
6.為淨化掘進巷道的含塵風流，在局部通風機後方20～30m處設置水幕除塵。
7.個體防護措施：采掘工作麵的工人按《煤礦安全規程》（2006版）規定配戴防塵口罩、防塵帽等。礦井綜合防塵措施、防爆措施及組織與 管理製度，由礦長每年組織編製與實施。
三、轉載及運輸防塵主要措施：
①工作麵用刮板運輸機將煤運至采麵下出口處，在礦車轉載點應噴霧灑水。
②定期對井下的采、掘工作麵進、回風巷、主斜井和風井等巷道進行清洗。衝洗巷道由頂棚、兩幫、巷道底部順次進行，兩幫衝洗還包括背板等處落塵在內，耗水量按巷道表麵積2L/m2計算。
③在所有轉載點設置噴霧灑水裝置。
④在主斜井等的防塵灑水管路中，每隔100m設一個三通閥門，在工作麵進風巷每隔50m設一個三通閥門以便接管衝洗巷道。
四、測風製度:
根據《煤礦安全規程》第105條規定：礦井必須建立測風製度，每10天進行一次全麵測風，對采掘工作麵和其他用風地點，應根據實際需要隨時測風，每次測風結果應記錄並寫在測風地點的記錄牌上。
對礦井各類巷道的風速測定必須符合下列要求。
表3-2-1 礦井井巷中允許風流速度

8 其他通風人行道 0.15
五、防塵供水係統：
1.水源的選擇及用水保證措施
主斜井、風井、采煤工作麵運輸巷與回風巷、掘進巷道等必須敷設供水管路。井下生產和消防用水為同一供水係統，在風井口附近建350m3井下消防灑水水池一座，經汙水處理池處理後的水進入井下消防灑水水池，由井下消防灑水水池設DN80無縫鋼管一條至井下，以靜壓供水方式向井下供水。確保井下消防用水。井下水經混凝沉澱、消毒後作井下生產和消防用水，本礦井下汙水處理流程見圖3-2-1。

3.井下用水管路係統及設施
井下設有完善的消防灑水管網，由地麵消防灑水池靜壓供水，防塵灑水管路係統主要敷設在：①采掘工作麵，②卸載點，③裝載點，④運輸係統，⑤采煤工作麵的進回風巷。井下按《煤礦安全規程》（2006版）的要求設置消防設施和噴霧降塵裝置。
礦井消防、防塵水池設在回風斜井井口南側+1647.5m標高的斜坡上，容量350 m3，井下消防、防塵地點最大標高為+1610m，距井下用水最高點的幾何高差為37.5m，大於35m，采用靜壓供水方式向井下消防灑水地點供水。
井下消防、防塵水管規格：主管為D80mm；消防、防塵在工作麵運輸及回風巷鋪設D50mm消防灑水支管。在主要工作麵運輸巷、掘進巷道的灑水管每50m設灑水支管和閥門，在其他巷道每隔100m設一支管閥門。在井下每個裝載點、轉載點設灑水器，在采掘工作麵進回風巷的隔爆水棚點、水炮泥給水點設支管和閥門。
工作麵運輸巷每隔50m設DN25mm給水栓一個，工作麵回風巷每隔100m設DN25mm給水栓一個。
防塵供水管路的布置，見平山煤礦井下綜合管網係統及隔爆設施布置圖。

第三節 防爆措施
一、防爆措施
1．防止煤塵瓦斯爆炸的措施
煤塵瓦斯爆炸主要是指當煤塵、瓦斯達到一定的濃度時，若遇上火源，即可能發生爆炸，因此，防止煤塵、瓦斯爆炸措施，實際上就是降低風流中煤塵、瓦斯濃度，使其達不到爆炸濃度，再一方麵就是消除火源。
①通風方麵：合理的通風係統，適中的風速。通風既能將湧出的瓦斯稀釋排走，又能及時地將空氣中的浮塵帶走，但需同時保證不會將落塵重新揚起。
②防塵灑水方麵：在井下各主要產塵點，設置風流淨化水幕、灑水裝置、灑水管路等，使煤塵濕潤，減少煤塵的飛揚，降低風流中煤塵濃度。
③除塵方麵：在掘進工作麵采用濕式除塵設備，減少煤塵的產生。
④檢測方麵：本設計為礦井配備了適當的粉塵檢測設備，應加強對粉塵濃度的檢測和采樣，一旦發現空氣風流中粉塵濃度高時，必須采取相應的降塵措施。
2．對於井巷中積聚的煤塵的防爆措施
①經常清掃巷道中積聚的煤塵，盡量勿使煤塵飛揚蔓延，防止沉積的煤塵參與爆炸。
②衝洗巷壁，用水將沉積於巷道周邊的煤塵衝掉並運出。
③巷壁刷漿，用石灰水或水泥石灰水噴灑在巷道周壁，使煤塵固結起來不能飛揚到空氣中參與爆炸，巷壁刷漿後，還能改善井下環境，並有利於衝洗煤塵。刷漿用石灰水為生石灰與水按1：1.5（體積比）配製，或以水泥：石灰：水＝1：2：10（體積比）配製成水泥石灰水。刷漿工作一般每半年進行一次。
3．消除爆炸火源的措施
①消除采、掘工作麵放炮時產生的火焰；
②本設計選用的井下電氣設備均為礦用防爆型電氣設備，且所有的電氣設備均設可靠的接地、短路和漏電保護；
③消除其他火源（比如防止礦車與軌道強烈摩擦和撞擊電氣設備而產生電氣火花），以及金屬強烈碰撞產生的火源等。
二、井下電氣設備及保護的選擇
礦用隔爆型高壓真空配電裝置具有過載保護、短路保護、失壓脫扣保護、斷相保護和漏電保護等功能；低壓磁力起動器具有過載保護、短路保護、低電壓保護和失壓保護等功能；礦用隔爆型移動變電站具有漏電保護、漏電閉鎖、過載保護、短路保護和欠電壓保護等功能；礦用隔爆型煤電鑽綜合控製裝置具有短路保護、過載保護、漏電保護、遠距離停送電等功能；礦用隔爆型照明綜合控製裝置具有短路保護、漏電動作及電纜絕緣危險指示功能。根據配電網絡的最大三相短路電流校驗開關設備的分斷能力和動、熱穩定性以及電纜的熱穩定性；用最小兩相短路電流校驗保護裝置的可靠動作係數。另外，井下設有完整的接地係統，電氣設備的金屬外殼和構架必須進行保護接地，接地網任一保護接地點測得的接地電阻值不超過2歐姆，每一移動式和手持式電氣設備至局部接地極之間的接地線的電阻值，不得超過1歐姆。局部接地極、輔助接地極及其連接母線，均按規程規範要求和設計文件要求安裝敷設和運行管理。以上保護措施能滿足井下供電安全要求。
各種電氣設備及測量儀器儀表的進貨，安裝使用，檢修、搬遷均應嚴格按《煤礦安全規程》（2006），有關行業標準及有關工種的有關規定執行。
三、撒布岩粉
由於撒布岩粉及設置岩粉棚在井下潮濕的環境下管理困難，若管理不善，容易造成岩粉結塊失去隔爆效果，且容易造成粉塵汙染，設計采用設置隔爆水棚代替隔爆岩粉棚，在所有巷道鋪設消防灑水管路衝洗巷道粉塵及清洗巷道作為撒布岩粉的替代手段，該辦法在全國大部分礦井已取得成功。
第四節 隔爆措施
該礦未作煤塵爆炸危險性鑒定，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，該根據赫章各生產煤礦分別對煤層取樣鑒定結果，均有煤塵爆炸性危險。所以兩煤層的煤塵按有爆炸性危險管理，在煤礦開采生產過程中應堅持濕式作業，搞好防塵工作，應盡量降低巷道和工作麵中煤塵的含量，作好相應的安全防範措施，以防止造成煤塵及瓦斯爆炸事故的發生。在建井期間及時補作各煤層的煤塵爆炸性鑒定，以便指導礦井安全生產。
隔爆措施是防止爆炸擴大為全礦性災難的采取的措施，使災害損失減至最小。開采有煤塵爆炸危險煤層的礦井，隔絕煤塵爆炸傳播可采用噴霧灑水、撒布岩粉、隔爆水棚（水棚、岩粉棚）等措施。
該礦為高瓦斯礦井，煤塵有爆炸性，但根據一般規律，在發生瓦斯爆炸時，其煤塵有相互作用狀態，故其隔爆設施主要用於縮小瓦斯、煤塵爆炸影響範圍，減少爆炸損失。為防止瓦斯、煤塵爆炸災害範圍擴大，主要在煤層掘進巷道、采煤工作麵巷道設置隔爆水棚。生產期間，必須加強管理，經常檢查和更換破損的水棚，補給水量，保證其有效性。
煤礦可采用噴霧灑水和設置隔爆水棚的措施。同時，由於瓦斯和煤塵爆炸時，存在相互作用的狀況，故兩種爆炸的隔爆均可采用隔爆水棚。
一、噴霧灑水
噴霧灑水前已敘述，其作為隔絕煤塵爆炸傳播措施時，必須遵守下列規定：
1、噴霧灑水巷道的總長度不得小於200m。如果巷道長度小於200m時，全部巷道都應噴霧灑水。
2、在噴霧灑水的巷道內，必須隨時保證煤塵中水分大於33%（水分大於12%，可防止煤塵起爆）。
二、隔爆水棚
按保護的範圍隔爆水棚分為：主要隔爆棚（水槽棚）和輔助隔爆棚（水袋棚）兩類。
隔爆水棚的布置詳見第四章第三節隔爆措施。
第五節 礦井地麵生產係統防塵
一、 防塵係統簡介
（一）主斜井生產係統塵源及防塵係統簡介
在地麵生產係統中易產生粉塵的地點有儲煤場。
防塵係統簡介：從地麵高位防塵水池鋪設地麵防塵管網以靜壓方式輸送到地麵係統各產塵點，在各產塵點設置防塵支管和閘閥進行噴霧灑水防塵。
（二）矸石係統防塵簡介
矸石係統產生粉塵的地點為矸石山翻矸處，其防塵管路係統同上。
二、 防塵措施及裝備
礦井取水點距離礦井工業廣場約0.5公裏，水量60m3/h，取水點標高1570.0m，本礦在取水點設水泵抽水至礦井地麵高位水池。
礦井生產、防塵、消防用水為一供水係統，生活用水為另一供水係統。在風井口場地附近山頂建50m3地麵生活水池一座，350m3生產、防塵、消防水池一座，由水源處敷設DN65焊接鋼管一條至水池，再由50m3地麵生活水池敷設DN50焊接鋼管一趟至工業場地和生活區，以靜壓供水方式向工業場地及生活區供水；由350m3生產、防塵、消防水池敷設DN80焊接鋼管一趟至井下，水池的標高滿足井下最高用水點幾何高差35m的規定，所以采用靜壓方式向井下用水地點供水。50m3生活水池距工業場地的幾何高差不得小於25m。
（一）主斜井生產係統噴霧灑水除塵措施及裝備
從地麵高位防塵水池鋪設地麵防塵管網以靜壓方式輸送到地麵係統各產塵點，在儲煤場產塵點設置防塵支管和閘閥及灑水橡膠軟管進行噴霧灑水防塵。
（二）矸石係統噴霧灑水除塵措施及裝備
其防塵措施及裝備同上。
（三）綠化防塵
在地麵工業廣場內如鍋爐房、儲煤場等散發粉塵的地段，種植滯塵性較強的樹種。

第四章 瓦斯災害防治
第一節 瓦斯概述
一、 礦井瓦斯賦存狀態
瓦斯在煤體中存在的狀態有二種：一種叫遊離狀態，一種叫吸附狀態。
在天然條件下，煤體中以吸附狀態貯存的瓦斯約占90%，以遊離狀態貯存的占10%，總體來說，瓦斯絕大部份是以吸附狀態存在的。
二、 礦井相對瓦斯湧出量、礦井瓦斯絕對湧出量、瓦斯湧出形式
該礦為新建礦井，未作瓦斯等級鑒定工作，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井瓦斯鑒定資料，該區域瓦斯含量較高，所以本礦按高瓦斯礦井進行設計管理，在生產過程中及時補作瓦斯等級鑒定工作，並加強礦井通風，采取有效的預防措施，防止礦井瓦斯聚集，嚴格執行《煤礦安全規程》的有關規定，保證礦井安全生產。本次設計參照可樂向斜南東翼的鄰近礦井瓦斯鑒定資料，選擇其中瓦斯、二氧化炭碳湧出的最大數據為依據，即礦井絕對瓦斯湧出量5.12m3/min，相對瓦斯湧出量29.24m3/t，二氧化碳絕對湧出量0.84m3/min，相對湧出量5.08m3/t。
本設計根據該鑒定報告及鄰近礦井調查的結果，按高瓦斯礦井進行設計和管理。在開采過程中應加強通風及瓦斯檢測記錄，防止局部瓦斯積聚，必須關注瓦斯湧情況，根據情況采取措施。礦井在建設及生產期間必須進行瓦斯含量、瓦斯湧出量的測定，並定期進行瓦斯等級鑒定。
瓦斯湧出形式：該礦瓦斯湧出為普通湧出，瓦斯從煤層表麵非常微細的縫隙中緩慢、均勻而持久地湧出，首先是遊離瓦斯湧出，而後是吸咐瓦斯解吸轉為遊離瓦斯湧出，這是該礦瓦斯湧出的主要形式。
第二節 防爆措施
本礦井采用炮采工藝，必須堅持安全第一的方針，遵循“預防為主、綜合治理”的原則，做好通風安全工作，以防瓦斯聚集，發生瓦斯爆炸。設計中采取了有針對性的防治措施。同時要求礦井基建、生產過程嚴格執行《煤礦安會規程》及其它有關法律、法規、規程、規範中有關防治瓦斯的有關規定。瓦斯從煤層暴露麵和采落的煤炭內湧出的特點是，初期湧出強度較大，然後隨著時間按負指數函數關係逐漸衰減。所以工作麵內炮采落煤工序的瓦斯湧出量總是大於其它工序，老頂來壓冒落時湧出量高於其它時期。
瓦斯爆炸必須同時具體三個條件：
1、瓦斯濃度在爆炸範圍內；
2、高溫熱源存在時間大於瓦斯的引火感應期；
3、瓦斯—空氣混合氣體中的氧濃度大於12%(在礦井中是始終具備的)。
在生產中預防瓦斯爆炸的措施為：
①防止瓦斯聚集和超限；②限製高溫熱源的出現；③防止瓦斯爆事故的擴大。
一、防止瓦斯積聚與超限
所謂瓦斯積聚是指局部瓦斯濃度超過2%，其體積超過0.5m3的現象。
礦井必須從采掘工作、生產管理上采取措施，防止瓦斯積聚。瓦斯積聚時必須及時處理。通風異常與瓦斯湧出異常是造成瓦斯積聚的根本原因。因此防止瓦斯積聚的根本措施是避免這些異常的發生，或者一旦出現異常，必須及時采取措施，在造成事故或災害之前，使其恢複正常；如果經處理仍不能恢複正常，應將其控製在局部地點，使異常局部化，並在異常區采取措施杜絕一切可能產生的火源，或撤人，以策安全。
1.通風是防止瓦斯積聚最基本、最有效的措施
通風異常的原因主要是停電、通風係統或設施的破壞或異常、反風等。本礦井建立一個安全可靠、完整的、獨立的通風係統，主要通風機工作方法為抽出式。礦井主要通風機是礦井的“肺髒”除了選型合理外，一定要安裝好，維護好。
1）礦井主要通風機采用雙回路供電，一回電源停止供電後，另一回路必須馬上投入運行。礦井有因停電和檢修主要通風機停止運轉或通風係統遭到破壞以後恢複通風、排除瓦斯和送電安全的措施，恢複正常通風後，所有受到停風影響的地點，都必須經過通風、瓦斯檢查人員檢查，證實無危險後，方可恢複工作。所有安裝電動機及其開關的地點附近20m的巷道內，都必須檢查瓦斯，隻有瓦斯濃度不超過0.5%時，方可開啟。
2）掘進工作麵局部通風機通風必須保證通風機設置在進風口側10m外的新鮮風流處，防止產生循環風。風筒出風口應隨工作麵掘進及時移動，確保掘 進工作麵有足夠風量。
3）局部通風機因故停止運轉，引起其供風的掘進頭無風，可能造成瓦斯積聚。在恢複通風前，必須檢查瓦斯濃度，證實停風區中瓦斯濃度不超過1%或二氧化碳不超過1.5%時，且局部通風機及開關附近10m內瓦斯濃度不超過0.5%時，方可人工開啟局部通風機，恢複正常通風。
4）臨時停工地點，不得停風；否則必須切斷電源，設置柵欄，揭示警標，禁止人員進入，並向調度室報告。停工區內瓦斯或二氧化碳濃度達到3.0%不能立即處理時，必須在24h內封閉完畢。
5）通風係統或通風設施的破壞或異常（如風門該關的未關，風道堵塞、臨時改變通風係統、掘進通風風筒脫節或破壞等），都會造成局部或區域風量不足甚至無風，產生瓦斯積聚。出現這些異常，必須及時修複，采取措施恢複正常通風。
6）采煤工作麵和掘進工作麵均為獨立的通風係統，回采工作麵采用U型通風方式，掘進工作麵采用壓入式。礦井各用風地點必須供給質潔量足的空氣，以保證礦井正常生產及人身安全，本礦經計算采、掘工作麵已具有足夠的風量和合適的風速。
7）建立測風製度，每10天進行一次全麵測風。對采掘工作麵和其它用風地點，根據實際需要隨時測風，將每次測風結果記錄並寫在測風地點的記錄牌上，並根據測風結果調節風量。
2.及時安全地處理積存瓦斯
礦井必須從采掘生產上采取措施，防止瓦斯積聚；當發生瓦斯積聚時，必須及時處理。處理積存的瓦斯采取的措施有：
1）礦井必須有因停電和檢修主要通風機停止運轉或通風係統遭到破壞以後恢複通風、排除瓦斯和送電安全措施。恢複正常通風後，所有受到停風影響的地點，都必須經過通風、瓦斯檢查人員檢查，證實無危險後，方可恢複工作。所有安裝電動機及其開關的地點附近20m的巷道內，都必須檢查瓦斯，隻有瓦斯濃度符合《煤礦安全規程》（2006版）規定時，方可開啟。
2）臨時停工地點，不得停風；否則必須切斷電源，設置柵欄，揭示警標，禁止人員進入，並向調度室報告。停工區內瓦斯或二氧化碳濃度達到3.0%或其它氣體濃度超過《煤礦安全規程》（2006版）規定不能立即處理時，必須在24h內封閉完畢。
3）恢複已封閉的停工區或采掘工作接近這些地點時，必須事先排除其中積聚的瓦斯。排除瓦斯工作必須製定安全技術措施。
嚴禁在停風或瓦斯超限區域內作業。
局部通風機因故停止運轉，在恢複通風前，必須首先檢查瓦斯，隻有在停風區中最高瓦斯濃度不超過1.0%和最高二氧化碳不超過1.5%且隻有在局部通風機開啟條件滿足時，方可人工開啟局部通風機，恢複正常通風。
4）獨頭巷道長或封閉的獨頭巷道啟封後排放瓦斯采取逐段通風排放法：排放由外向內逐段分段進行，先準備一節5m長的短風筒，接在密閉外的風筒上，用於衝淡啟封密閉牆的開口孔洞瓦斯，控製風筒的排風量，使衝淡後的瓦斯濃度低於2%，正常後再分段接長風筒逐段排放巷道積存瓦斯，直到全獨頭積存瓦斯排放完轉入正常通風時止。
5）礦井總回風巷中瓦斯或二氧化碳濃度超過0.75%時，必須立即查明原因，進行處理。采掘工作麵回風巷風流中瓦斯濃度超過1.0%時或或二氧化碳濃度超過1.5%時，必須停止工作，撤出人員、采取措施，進行處理。
6）切實加強瓦斯排放、巷道貫通和盲巷管理工作。排放瓦斯和巷道貫通要認真編製措施並執行有並規定。井下盲巷和臨時停風地點必須設置密閉和柵欄，定期檢測瓦斯和氧氣濃度，並嚴禁任何人違章進入。
7）在生產過程中，要組織專職人員及時封閉廢棄的盲巷及采空區，對暫不利用巷道應封閉或掛危險牌，加強這些地方的瓦斯監測，防止瓦斯聚集。對回風巷中聚集的煤塵應組織專人按期清掃，消除瓦斯煤塵爆炸隱患。
8)礦井和石門揭煤時必須製定專門的揭煤措施。
3.嚴格瓦斯檢查製度
1）礦井必須建立嚴格的瓦斯及其它有害氣體的檢查製度。瓦檢員必須經過省批準由地級以上煤炭管理部門進行培訓，合格後持證上崗。
2）礦井必須建立安全儀表計量檢查製度。建立礦井安全監測監控係統，具體設計見第八章。
3）建立完備的瓦斯和其它氣體檢查製度。礦長、礦技術負責人、爆破工、采掘隊長、通風隊長、工程技術人員、班長、流動電鉗工下井時，必須攜帶便攜式甲烷檢測儀。瓦斯檢查工必須攜帶便攜式光學甲烷檢測儀。安全監測工必須攜帶便攜式甲烷檢測儀或便攜式光學甲烷檢測儀。
4）建立完備的通風設施和通風係統的檢查製度。配備足夠數量的通風安全檢測儀表，儀表必須由國家授權的安全儀表計量檢驗單位進行檢驗。
5）所有采掘工作麵、硐室、使用中的機電設備的設置地點、有人員作業的地點都應納入檢查範圍。采掘工作麵的瓦斯濃度檢查次數每班至少3次；有煤（岩）與瓦斯突出危險的采掘工作麵，有瓦斯噴出危險的采掘工作麵和瓦斯湧出量較大、變化異常的采掘工作麵，設專人經常檢查，並安設甲烷斷電儀。井下停風地點柵欄外風流中的瓦斯濃度每天至少檢查1次，擋風牆外的瓦斯濃度每周至少檢查1次。
6）瓦斯檢查人員執行瓦斯巡回檢查製度，並認真填寫瓦斯檢查班報。每次檢查結果必須記入瓦斯檢查班報手冊和檢查地點的記錄牌上，並通知現場工作人員。瓦斯濃度超過《煤礦安全規程》（2006版）有關條文規定時，瓦斯檢查工有權責令現場人員停止工作，並撤到安全地點。通風值班人員必須審閱瓦斯班報，掌握瓦斯變化情況，發現問題及時處理，並向礦調度室彙報。通風瓦斯日報必須送礦長、礦技術負責人審查並簽字。
7）采、掘工作麵當班班長必須攜帶便攜式甲烷檢測儀，將其懸掛在采煤工作麵回風上隅角或掘進迎頭不大於5m處，一旦出現瓦斯湧出異常現象，立即停止作業、撤出人員、切斷電源，向礦領導彙報，製定專門措施處理。
8）采、掘工作麵的瓦斯濃度檢查次數每班至少3次。並定期檢查一氧化碳濃度、氣體溫度的變化。
4.分源治理瓦斯
分源治理瓦斯是針對瓦斯來源的湧出量與湧出規律的特征采取相應的措施。
礦井瓦斯湧出的區域可分為回采區、掘進區和已采區。瓦斯來源是分源治理的基本依據。要同時測定礦井各回采區、各掘進區回風流中的瓦斯量，得到礦井瓦斯湧出量平衡表及周期性動態。
1）已采區：必須及時封閉，並保證密閉質量，以控製其瓦斯湧出。
已采區瓦斯湧出特點是：隨著采止時間的增長，湧出量漸減；地麵大氣壓力變化必然引起礦井井下大氣壓力的變化，對瓦斯湧出有著密切的關係，其湧出量會隨之波動，氣壓降低時湧出量增大。因此大氣壓力變動季節，應加強對采空區瓦斯的觀測與管理。當老空區湧出量較大時，應進行抽放瓦斯，抽放這種瓦斯方法簡易，工程量小，容易奏效。
2）掘進區：湧出的瓦斯主要是煤巷所在煤層本身的瓦斯。
掘進區局部冒頂積存的瓦斯：可在支架頂梁處安設導風板衝淡瓦斯或用充填黃土的方法處理。
掘進瓦斯的湧出治理：可采用濕潤煤體與灑水；減少一次爆破量與爆破深度；間歇掘進但不停風；雙巷掘進；縮短獨頭掘進巷道的長度；加強通風，嚴格通風管理；限製掘進速度等措施。
3）回采區：回采工作麵的瓦斯湧出特征與湧出量是回采區治理瓦斯的基礎。
回采工作麵的瓦斯湧出特性與湧出量是回采工作麵治理瓦斯的基礎。本礦井回采工作麵采用爆破落煤，煤層暴露麵最大，放炮時出現瓦斯湧出高峰，峰值可分為兩部分：Q1和Q2。
Q1：包括入風攜帶的瓦斯，煤壁湧出的瓦斯和采空區湧入回采工作麵的瓦斯等，這些是與采煤產量無直接關係的湧出。Q2與每次放炮的孔深、孔數，爆破區長度，煤的破碎程度及本煤層瓦斯含量有關。這些參數越高，瓦斯湧出量峰值就越大。Q2是與煤產量直接有關的瓦斯湧出。
回采工作麵采用U形通風係統，這種係統具有漏風小的優點，但在上隅角附近由於采空區湧出的瓦斯大部分在這裏集中，同時在此處風速低，風量不足，容易積存瓦斯而超限。處理措施：采用采空區留管抽放方法進行瓦斯抽放，將高濃度瓦斯通過抽放管抽到地麵排放；在工作麵上隅角附近設置木板隔牆或帆布風障，迫使一部分風流流經上隅角，將積存瓦斯衝淡、排出；或將回鳳巷道後的聯絡眼密閉打開，並在回風巷設置調節風室或掛風簾，迫使一部分風流流經上隅角衝淡瓦斯後由采空區經聯絡眼排出。
頂板附近瓦斯層狀集聚處理：若回采工作麵風速未能保證設計風速而小於1m/s，則容易使瓦斯浮於巷道頂板附近，形成一個比較穩定的帶狀瓦斯層，這即是瓦斯的層狀集聚。處理辦法是保證回采工作麵的設計風速，使瓦斯與風流能充分地紊流混合，衝淡及排出。
二、防止瓦斯引燃的措施
防止瓦斯引燃的原則，是對一切非生產必須的熱源，要堅決禁絕。生產中可能產生的熱源，必須嚴格管理和控製，防止它的發生或限製其引燃瓦斯的能力。為此，礦井采取以下措施：
1.嚴格執行入井人員檢身製度；
2.嚴禁攜帶煙草和點火物品下井；嚴禁穿著化纖衣服；井下需要進行電焊、氣焊和噴燈焊接時，應嚴格遵守有關規定。
3.井口房及通風機房周圍20m內禁止使用明火。井下嚴格禁止使用燈泡取暖和使用電爐。礦燈應完好，如有電池漏液、亮度不夠、電線破損、燈鎖不良、燈頭密封不嚴、燈頭鬆動、玻璃破裂等情況，不得發出礦燈。應愛護礦燈，嚴禁拆開、敲打、撞擊礦燈。
4.井下所有電氣設備必須符合《規程》規定要求。井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備（包括電線、電纜）；井下供電做到：無雞爪子、無羊尾巴，無明接頭；有過電流和漏電保護，有接地裝置；電纜懸掛整齊，設備硐室清潔整齊。井下電話選用本質安全型電話，並使用礦用電話電纜。
5.井下使用防爆機電設備，加強機電設備的檢修和維修，嚴防電器失爆。所有安裝電機及開關地點附近20m巷道內，必須經過瓦斯檢查確認無危險後，才允許啟動設備。
6.局部通風機由專人負責管理，保證正常運轉；局部通風機和啟動裝置安裝在進風巷道中，並距掘進巷道回風口不得小於10m；掘進工作麵應實行“三專”（專用變壓器、專用電纜、專用開關）“兩閉鎖”（風電、瓦斯閉鎖）和完善係列化設備。風筒采用抗靜電、阻燃風筒；嚴禁使用一台局部通風機同時向2個以上（含2個）作業的掘進工作麵供風；局部通風機不得隨意停風，因檢修、停電等原因停風時，要撤出人員和切斷電源。
7.普通型攜帶式電氣測量儀表，隻準在瓦斯濃度小於1.0%以下的地點使用，並實時監測使用環境的瓦斯濃度。
8.防止機械摩擦火花和衝擊火花的產生，采取安設過熱保護裝置，使用難引火性合金工具（如使用銨銅合金工具等）等措施。
9.高分子聚合材料製品，如風筒、運輸膠帶等，容易因摩擦而積聚靜電，當其靜電放電時，可能引燃瓦斯、煤塵或發生火災。因此井下應采用無靜電、難燃的聚合材料製品，其內、外兩層表麵電阻都必須不大於3×108Ω，並應在使用過程中保持此值。
10.采掘工作麵或其它作業地點風流中瓦斯濃度達到1.0%時，必須停止用電鑽打眼；爆破地點附近20m以內的風流瓦斯濃度達到1.0%時，嚴禁爆破。
11.采掘工作麵或其它作業地點風流中，電動機或其它開關安設地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1.50%時，必須停止工作、切斷電源，撤出人員，進行處理。
12.放炮：放炮必須遵守井下爆破的有關內容的規定。
1）采、掘工作麵都必須使用取得產品許可證的煤礦許用炸藥和煤礦許用雷管。使用煤礦許用毫秒電雷管時，最後一段的延期時間不得超過130毫秒。
2）采、掘工作麵應采用毫秒爆破。在掘進工作麵必須全斷麵起爆，在采煤工作麵，嚴禁使用兩台放炮器同時進行放炮。
3）炮眼封泥應用水炮泥，水炮泥外剩餘的炮眼部分，應用粘土炮泥封實。
4）炮眼封泥嚴禁用煤粉，塊狀材料或其它可燃性材料，無炮泥或不實的炮眼，嚴禁放炮。封泥長度必須符合《煤礦安全規程》第329條的規定。
5）炮眼內發現異狀、溫度驟高驟低、有顯著瓦斯湧出、煤岩鬆散、透老空等情況時，不準裝藥放炮。
6）放炮母線、連接線和電雷管腳線必須相互扭緊並懸掛，不得同軌道、金屬管、鋼絲繩、刮板輸送機等導電體相接觸。嚴禁使用固定放炮母線。
7）在放炮地點20m內，有礦車、未清除的煤、矸或其它物體堵塞巷道1/3以上時，不準裝藥放炮。
8）處理瞎炮（包括殘炮）必須在班組長直接指導下進行，並應在當班處理完畢。如果當班未能處理完畢，放炮員必須同下一班放炮員在現場交接清楚。
9）放炮時，應采用正向起爆。
10）放炮必須嚴格執行“一炮三檢查” （裝藥前、放炮前、放炮後）和“三人連鎖”（放炮員、班組長、瓦檢員）製度，嚴禁采用糊炮、明火放炮和一次裝藥多次放炮。
11）嚴格執行《規程》中關於爆破材料和井下放炮的各條規定，且按高瓦斯礦井等級選用煤礦許用的炸藥和雷管。
13.防止雷電入井的措施如下：
1）井口安設AZ—1A型導體消雷器，消雷器的接地體距井口管、軌、線接地網相互間距在20m以上。
2）所有伸出井口的鋼管及軌道均采用鑄型尼龍材料進行兩處相互間距為100m的絕緣隔離，每段鑄型尼龍材料長度為1m，對地絕緣電阻在150MΩ左右。
3）所有伸出井口的鋼管、軌道和電纜的鎧裝鉛皮在入井處均接地，接地引入線均采用截麵積為50mm2的橡套電纜，引出井口的接地體相互間距在20m以上，接地電阻不得大於2Ω。
14.礦燈的管理和使用要遵守下列規定：
1）礦井完好的礦燈總數，至少應比經常用燈的總人數多10%。
2）礦燈集中統一管理。每盞礦燈必須編號，經常使用礦燈的人員必須專人專燈。
3）礦燈應保持完好。如有電池漏液、亮度不夠、電線破損、燈鎖不良、燈頭密封不嚴、燈頭鬆動、玻璃破裂等情況時，嚴禁發放。發出的礦燈，最低應能連續正常使用11h。嚴禁使用假冒偽劣礦燈。
4）嚴禁使用礦燈人員拆開、敲打、撞擊礦燈。人員出井後，必須立即將礦燈交還礦燈房。
5）在每次換班2h內，燈房人員必須把沒有還礦燈人員的名單報礦調度室。
6）礦燈必須裝有可靠的短路保護裝置，並裝有短路保護器。

第三節 隔爆措施
一、隔爆設施
為防止瓦斯爆炸、煤塵參與爆炸由局部擴大為全礦性災難，最大限度減少事故造成的損失，在各采掘工作麵設置隔爆水棚，隔絕爆炸性災難的蔓延。
二、隔爆水棚
（一）隔爆水棚設置位置
在各回采工作麵回風巷、運輸巷距回采工作麵60~200米處設置水棚。
在掘進巷道內距掘進工作麵60~200米的位置設置水棚。
（二）隔爆水棚的形式及布置
該礦設置被動式隔爆水棚，集中布置在距采掘工作麵正頭60~200米的巷道內。
（三）隔爆水棚的結構及要求
1、水棚的結構與選型
水棚是由架設於巷道頂部充滿水的水槽及水袋組成。水槽有木製（鋪以塑料薄膜）和塑料製品，其中以塑料製品為主。
水槽：該礦井選用40L的塑料水槽，其型號為GS40－4A，其上平麵尺寸為570×390mm，下平麵尺寸為510×350mm，淨高210mm。
水袋：該礦井選用40L的塑料水袋，其型號為GD－40，其長×寬×高＝600×400×2130mm。
2、水槽棚的計算與布置
⑴布置方式的確定
水棚的布置方式可分為集中式與分散式，但分散式水棚不得作主要隔水棚。該礦井考慮采用集中式布置方式。集中式水槽棚位於一短段巷道裏，兩排水槽架之間的淨間距不大於2m。
⑵總水量
G＝gS＝400×8.5＝3000L
式中：G——總水量（L）；
g——每平方米巷道需水量（L/m2）（主要水棚按每m2巷道斷麵積400L計，輔助水棚按每m2巷道斷麵積200L計）；
S——巷道斷麵（m2）。
⑶單架水槽棚水量
Gn＝SnL＝H（B1＋B2）L/2＝0.26（0.47＋0.41）×0.73/2＝0.0835m3＝83.5L
式中：Gn——每架水棚水量（m3）；
Sn——水槽淨斷麵積（m2）；
L——水槽平均淨長度（m）；
B1——水槽淨上寬（m）；
B2——水槽淨下寬（m）；
H——水槽盛水高度（m）。
⑷水槽架數
n＝G/Gn＝3000/83.5＝36（架）
⑸水槽棚區長度
L＝nC＝36×1.2＝43.2（m）
式中：L——水棚區長度，m；
C——水槽棚間距。
水槽棚區長度取45m。
⑹對隔爆水棚架設的要求
a、水棚應設置在直線巷道段，水棚安設前後各20m的巷道斷麵應一致；
b、與采掘工作麵、裝載點的距離：水槽棚與工作麵、裝載點的距離為60~200m，水袋棚距采、掘工作麵上、下口，裝載點的距離為60～160m，但不大於200m；
c、與巷道交叉口、轉彎、變坡處之間的距離不得小於50m，與風門、調節風門距離＞25m；
d、水槽排間距為1.2～3.0m，主要水棚的棚區長度不小於30m，輔助棚的棚區長度不小於20m；
e、水槽排（列）中的水槽，占據巷道寬度之和與巷道最大寬度的比例為：巷道淨斷麵積小於10m2，至少為35％；巷道淨斷麵積10～12m2，至少為50％；巷道淨斷麵積大於12m2，至少為65％；
f、水槽、水袋在井下巷道的安裝方式采用吊掛式，並呈橫向布置；
g、在傾斜巷道中，安裝水袋時，棚子與棚子之間應用鐵絲拉緊，以免水袋棚之間晃動，並應調整水袋架與金屬支架連接構件使袋麵保持水平。
3、水棚給水係統及檢查
（1）本礦井利用井下消防灑水係統，在水棚附近管路上安裝閘閥、接膠管向水棚供水。隔爆水棚設置地點及給水係統詳見井下綜合管網及隔爆設施布置圖。
（2）必須隨時檢查水槽是否漏水，保持水槽內蓄水量滿足設計要求。
（3）每旬定期對水槽棚設施進行檢查，發現損壞、鬆動等現象必須立即對水槽棚設施進行更換、維護，保持水槽棚設施使用安全可靠。
詳見井下綜合管網係統及隔爆設施布置圖。
第四節 開采煤與瓦斯（二氧化碳）突出煤層的防突措施
本礦屬高瓦斯礦井，未作煤與瓦斯突出鑒定，根據目前的瓦斯數據資料，不能做出煤與瓦斯（二氧化碳）突出的定性分析。根據鄰近礦井的情況, 區內未發生過煤與瓦斯突出現象,本設計在建設期間按有煤與瓦斯（二氧化碳）突出可能性對待。建議本礦應盡快補作煤與瓦斯突出鑒定
礦井采準巷道主要布置在煤層中，在采、掘過程中，要密切觀察有無瓦斯動力現象，注意觀察瓦斯湧出變化情況。在打眼過程中，若出現瓦斯噴出，或瓦斯帶著煤粉噴出，放炮後落煤量多於正常放炮落煤量等瓦斯湧出異常、瓦斯動力現象時，應提出報告，經國家煤礦安全監察局授權單位鑒定，報省煤炭管理部門審批，報省級煤礦安全監察機構備案。
4、防突措施采用排放鑽孔排放瓦斯或預抽瓦斯的方法。
5、安全防護措施采用遠距離放炮、安裝壓風自救係統，巷道距離超過300m後，施工避難硐室。
礦井采準巷道主要布置在煤層中，在采、掘過程中，要密切觀察有無瓦斯動力現象，注意觀察瓦斯湧出變化情況。在打眼過程中，若出現瓦斯噴出，或瓦斯帶著煤粉噴出，放炮後落煤量多於正常放炮落煤量等瓦斯湧出異常、瓦斯動力現象時，應提出報告，經國家煤礦安全監察局授權單位鑒定，報省煤炭管理部門審批，報省級煤礦安全監察機構備案。
如發生煤與瓦斯突出現象，就應按煤與瓦斯突出礦井進行管理，當礦井一旦定為突出礦井，就必須采取“四位一體”的防突措施。
在石門揭煤及在地質構造複雜地段掘進過程中嚴格按防突管理，確保安全。並根據《煤與瓦斯突出防治細則》製定專門的揭煤安全措施。所有掘進工作麵揭穿煤層前都必須編製設計，並報縣級煤炭管理部門審批經。編製揭煤設計基本技術要求：
1）、在工作麵距煤層法線距離10m之外，打兩個深度不少於12m的前探鑽孔，掌握煤層賦存條件、地質構造、瓦斯情況、工作麵離煤層的實際距離等。
2）、在工作麵距煤層法線距離5m之外，打兩個穿透煤層全厚或見煤深度不少於10m的前探鑽孔，測定煤層瓦斯壓力或預測煤層突出危險性。
3）、工作麵與煤層之間的岩柱尺寸應根據防治突出的措施要求、岩石性質、煤層傾角等確定。工作麵距離煤層法線的最小值為：抽放或排放鑽孔3m，金屬骨架2m，震動爆破揭開傾斜或緩傾斜煤層1.5m。如果岩石鬆軟、破碎，還應適當加大法線距離。
4）、在確定無突出危險後，采取遠距離全斷麵一次爆破。若預測為突出危險工作麵時，采取防治突出措施如打密集排放鑽孔，並經檢驗措施有效後，再采取遠距離全斷麵一次爆破。
5）、在揭煤時，應留足2米的岩柱。
6）、井下全部停電。
7）、所有人員撤出到地麵，在地麵放炮。
8）、爆破30min後，礦山救護隊員方可進入工作麵檢查。
9）、揭煤附近30m內必須加強支護。
10）、炮眼布置、炸藥量等爆破參數根據前探鑽孔情況確定。
11）、在掘進工作麵距煤層法線距離l0m(地質構造複雜、岩石破碎的區域20m)之外，打兩個深度不少於12m的前探鑽孔，掌握煤層賦存條件、地質構造、瓦斯情況、工作麵離煤層的實際距離，等鑽孔超前工作麵的距離不得小於5m，並有專職瓦斯檢查工經常檢查瓦斯，發現瓦斯大量增加或其他異狀時，必須停止掘進，撤出人員，進行處理。
12）、在工作麵距煤層法線距離5m處，打兩個穿透煤層全厚或見煤深度不少於lOm的前探鑽孔，測定煤層瓦斯壓力或預測煤層突出危險性。測定煤層瓦斯壓力時，鑽孔應布置在岩層比較完整的地方。對近距離煤層群，層間距小於5m或層間岩石破碎時，可測定煤層群的綜合瓦斯壓力。
13）、根據瓦斯壓力測定結果，按照有關規定選擇揭煤方法，並采取相應防護和安全措施。在確定無突出危險後，采取遠距離全斷麵一次爆破。若預測為突出危險工作麵時，采取防治突出措施如打密集排放鑽孔，並經檢驗措施有效後，再采取遠距離全斷麵一次爆破或震動爆破揭穿(開)煤層。若檢驗措施無效，應采取補救措施直至有效。當預測為無突出危險工作麵時，可不采取防治突出措施。直接采用遠距離爆破或震動爆破揭穿。
14）、在揭煤時，應留足2米的岩柱。炮眼布置，炸藥量等爆破參數根據前探鑽孔情況確定。井下全部停電，所有人員撒出到地麵，在地麵放炮。爆破30min後，礦山救護隊員方可進入工作麵檢查。
15）、揭煤附近30m內必須加強支護。
16）、礦井采掘工作麵瓦斯湧出量突然變大時應注意防止局部瓦斯富集區發生瓦斯大量湧出、噴出或突出。本礦井開采煤層瓦斯含量高，瓦斯湧出量相對較大，應積極預防煤與瓦斯噴出或突出等動力現象的發生。
17）、本礦井施工將穿過主要煤層及不可采的煤線，為確保安全施工，揭開煤層時，必須嚴格按《煤礦安全規程》、《煤礦建設安全規定》、《揭煤施工技術安全措施》等有關規程、規範的規定執行，編製專門的安全措施。
18）設計配備了地麵固定式瓦斯抽放係統，礦井生產過程中要堅持瓦斯抽放，降低煤體瓦斯壓力，減少瓦斯突出的可能性。
19）注意搞好頂板管理，當懸頂過長不跨時應強迫放項，在地質構造複雜和老頂來壓段應加強頂板監護和有效控製。
第五節 礦井瓦斯抽放
該礦為新建礦井，未作瓦斯等級鑒定工作，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井瓦斯鑒定資料，該區域瓦斯含量較高，所以本礦按高瓦斯礦井進行設計管理，在生產過程中及時補作瓦斯等級鑒定工作，並加強礦井通風，采取有效的預防措施，防止礦井瓦斯聚集，嚴格執行《煤礦安全規程》的有關規定，保證礦井安全生產。本次設計參照可樂向斜南東翼的鄰近礦井瓦斯鑒定資料，選擇其中瓦斯、二氧化炭碳湧出的最大數據為依據，即礦井絕對瓦斯湧出量5.12m3/min，相對瓦斯湧出量29.24m3/t，二氧化碳絕對湧出量0.84m3/min，相對湧出量5.08m3/t。
本設計根據該鑒定報告及鄰近礦井調查的結果，按高瓦斯礦井進行設計和管理。在開采過程中應加強通風及瓦斯檢測記錄，防止局部瓦斯積聚，必須關注瓦斯湧情況，根據情況采取措施。礦井在建設及生產期間必須進行瓦斯含量、瓦斯湧出量的測定，並定期進行瓦斯等級鑒定。
一、 瓦斯來源分析
井下瓦斯來源主要是開采層回采巷道及工作麵煤層釋壓、落煤解釋瓦斯、采空區浮煤解釋瓦斯和臨近層湧入瓦斯。由於本礦以前沒有瓦斯抽放係統，因此沒有瓦斯來源統計分析資料，根據所在井田礦區的開采實踐分析資料：開采層巷道及工作麵煤層釋壓、落煤解釋瓦斯一般占工作麵瓦斯湧出量的40～46%，采空區浮煤解釋瓦斯和臨近層湧入瓦斯一般占工作麵瓦斯湧出量的54～60%。考慮到本礦開采深度淺，開發強度相對較低等因素預計本礦深部水平瓦斯來源比例是：開采層巷道及工作麵煤層釋壓、落煤解釋瓦斯一般占工作麵瓦斯湧出量的40%，采空區浮煤解釋瓦斯和臨近層湧入瓦斯占工作麵瓦斯湧出量60%。
(1) 瓦斯含量及儲量
礦井瓦斯儲量應為礦井可采煤層的瓦斯儲量、受采動影響後能夠向開采空間排放的不可采煤層及圍岩瓦斯儲量之和。瓦斯儲量的大小標誌著瓦斯資源多少，同時亦是衡量有無開發利用價值的重要指標，可按下式計算：
Wk=Wl十W2十W3
式中Wk—礦井瓦斯儲量，Mm3；
Wl—可采煤層的瓦斯儲量，Mm3；

Ali—礦井可采煤層i的地質儲量，Mt；
X1i—礦井可采煤層i的瓦斯含量，m3／t；
W2—受采動影響後能夠向開采空間排放瓦斯的各不可采煤層的總瓦斯儲量，Mm3；

A2i—受采動影響後能夠向開采空間排放的不可采煤層的儲量，Mt；
X2i—受采動影響後能夠向開采空間排放的不可采煤層的瓦斯含量，m3／t；
W3—受采動影響後能夠向開采空間排放的圍岩瓦斯儲量，Mm3，實測或按下式計算：
W3＝K(W1十W2)
K—圍岩瓦斯儲量係數，取K＝0.1。
根據上麵的公式可計算得Wk=（1.0+0.1）×1.41×18.18=29.5Mm3。（注:式中29.5為煤層原始瓦斯含量，由於礦井沒有瓦斯實測資料，此值是按分源預測法反推出的瓦斯含量值，故此值還需以後進行實測來進一步驗證）。
另根據本礦井M18煤層開采結果，本井田瓦斯含量及儲量參照M18煤層開采時瓦斯情況煤礦,計算其它煤層開采結果如下表：

(2) 瓦斯湧出預測情況
礦井開采時，總風量為27m3/min，回風瓦斯濃度0.45％，礦井絕對瓦斯湧出量約為12.15m3/min(取13.0m3/min)。回采工作麵的絕對瓦斯湧出量平均為7.8m3/min，占60.0％；掘進工作麵瓦斯湧出量平均為3.71m3/min,占28.5％；采空區及巷道瓦斯湧出量為1.49m3/min,占11.5％。從瓦斯來源可以看出礦井瓦斯主要來源於回采工作麵。
(3) 瓦斯湧出量的預測
參考各煤層瓦斯含量情況，按算數平均分配計算方法，開采主要可采煤層時瓦斯相對湧量預計為：29.5m3/t
根據生產實踐情況，生產不均衡係數一般在2.0以內，則通風抽放設計應按最大日產原煤400噸考慮。再考慮掘進和密閉；係數按再擴大1.2倍考慮（確保安全係數）。這樣礦井開采主要可采煤層是生產班的最大瓦斯絕對湧出量計算結果為：
(400×29.5×1.2)/24×60=9.8m3/min
二、瓦斯抽放
A、抽放的目的及方法
(一)、抽放目的及範圍
本瓦斯抽放係統立足於解決全礦井的瓦斯問題。雖考慮當前，更著力長遠。結合生產接續安排，主要考慮技術改造完成後（年生產9萬噸）的瓦斯抽放工作。
根據前一章 “礦井瓦斯情況及預測結果”，為確保瓦斯抽放泵將來的抽放能力，在設計通風及瓦斯抽放係統時，最大瓦斯湧出量按礦井13.0m3/min計取。
結合生產接續安排，主要考慮回采工作麵瓦斯綜合治理及抽放工作。
(二)、瓦斯抽放必要性和可行性論證
1、抽放瓦斯的必要性
根據國家安全生產監督管理局和國家煤礦安全監察局第5號令第十條，高瓦斯礦井應有瓦斯抽放措施，並裝備安全監控係統。
礦井同時具備以下條件時，必須建立瓦斯抽放係統。
（1）.一個采煤工作麵的瓦斯湧出量大於5m3/min或一個掘進工作麵的瓦斯湧出量大於3m3/min。
（2）.礦井瓦斯絕對湧出量大於15m3/min。
(3). 瓦斯抽放係統瓦斯抽放量應穩定在不小於2m3/min以上。
(4).瓦斯資源可靠,儲量豐富,預計瓦斯抽放服務年限不少於10年
本礦開采深部煤層時,以上四個條件部分具備；尤其對於局部區域的瓦斯超限(如采麵上隅角等),采用通風方法可能無法解決瓦斯問題,從安全及經濟性等綜合考慮，建立瓦斯抽放係統。
依照貴州省煤炭管理局、貴州煤礦安全監察局“關於高瓦斯、突出礦井必須建立瓦斯抽放係統”的要求，該礦也必須進行瓦斯抽放。
2、抽放瓦斯的可能性
衡量未卸壓原始煤層可抽性的指標主要有下列三項。
a、煤層的透氣性係數(λ)
b、鑽孔瓦斯流量衰減係數(p)
c、百米鑽孔瓦斯極限抽放量(Qj)
煤層抽放瓦斯難易程度分類
抽放難易程度分類見表4-5-1
表4-5-1煤層預抽瓦斯難易程度分類表

由於本礦在地質勘查階段未做相應的工作，故建議在今後開采過程中必須進行這項工作，以確定煤層進行預抽的可能性。
瓦斯抽放的可行性應以抽出瓦斯效果和經濟性、可操作性來評價。鑒於本礦未作抽放可抽性的幾項指標鑒定,參照臨近礦井預抽的情況。為盡早地發揮瓦斯抽放優勢,確保本礦在安全上有把握的進行瓦斯抽放（本礦煤層有自燃傾向性），服務於礦井安全生產。本次設計采用成熟且見效的打鑽預抽放技術；對準備采煤工作麵采用打鑽預抽放瓦斯。
3、抽放瓦斯效果預計
根據本礦工作麵實際情況,結合臨近類似礦井生產實踐經驗。為確保工作麵上隅角瓦斯濃度不超限,在準備的采煤工作麵提前進行打鑽預抽放瓦斯純量應大於采麵瓦斯總湧出量減去風排總瓦斯量。
根據本礦開采方案，預計在本抽放服務年限內礦井瓦斯湧出量最大時，應在回采采區下部回采工作麵。回采工作麵配風量為10m3/s＝600m3/min。
則采麵風排瓦斯極限量為：
q排=Q•C
式中：q排—風排瓦斯極限量，m3/min
Q—工作麵風量， 600m3/min
C—工作麵回風流允許的最大瓦斯量，取1%
經計算，得q排=6.0m3/min
采麵瓦斯總的q湧max=13×60%=7.8m3/min，采麵q排為6.0m3/min,可見 q湧max＞q排，在增加工作麵配風有困難的情況下，有必要采取提前預抽放瓦斯來解決瓦斯治理問題。且礦井預抽放瓦斯總純量應大於1.8m3/min。
(三)、抽放方法
1、抽放方法簡介
煤礦抽放瓦斯是減少礦井和采區瓦斯湧出量的有效途徑，也是防止煤與瓦斯突出的主要措施之一。抽放瓦斯方法的選擇，主要是根據礦井（或采區、工作麵）瓦斯來源、煤層賦存狀況、采掘布置、開采程序以及開采地質條件等因素進行綜合考慮。目前抽放瓦斯方法主要有：開采層瓦斯抽放、鄰近層瓦斯抽放、采空區瓦斯抽放，選擇具體抽放瓦斯方法時應遵循如下原則：
1)、選擇的抽放瓦斯方法應適合煤層賦存狀況、開采巷道布置、地質條件和開采技術條件；
2)、應根據瓦斯來源及湧出構成情況，選擇抽放瓦斯方法；
3)、有利於減少井巷工程量，實現抽放巷道與開采巷道相結合；
4)、選擇的抽放瓦斯方法應有利於抽放巷道布置與維修、提高瓦斯抽放效果和降低抽放成本；
5)、所選擇的抽放方法應有利於抽放工程施工、抽放管路敷設以及抽放時間增加。
根據該礦生產布局及瓦斯湧出現狀：開采層巷道及工作麵煤層釋壓、落煤解析瓦斯一般占工作麵瓦斯湧出量的40%，采空區浮煤解析瓦斯和臨近層湧入瓦斯一般占工作麵瓦斯湧出量的60%，瓦斯主要來源是采空區。根據本礦瓦斯抽放需要和可能性分析，結合鄰近國有大礦—中嶺煤礦的抽放經驗，抽放方法主要確定為從準備的回采工作麵掘進時,打鑽提前預抽采麵瓦斯。可以結合對已停采老空區積聚的瓦斯采取“封閉抽放”方法。
2、抽放方法的確定
本礦設計抽放方法,采麵上隅角埋管瓦斯抽放、采空區瓦斯抽放，掘進麵預抽。
擇具體抽放瓦斯方法
2、抽放工藝
（1） 掘進工作麵邊掘邊抽
平山煤礦掘進工作麵如果瓦斯湧出量較大，可以采取邊掘邊抽，抽放鑽孔始終保持超前掘進頭10米，其優點抽放時不影響掘進，且抽放效果較好，缺點是需掘鑽場，增加工程量，見圖4-5-1，鑽場規格寬2m，長4m，高與掘進巷道相同。

圖4-5-1 掘進工作麵先抽後掘示意圖
抽放鑽孔布置：抽放鑽孔布置見圖3-1，鑽孔技術參數見表4-5-2。
另可采取在掘進迎頭，直接打鑽抽放，此方法可減少掘進工程量，但掘進頭必須等待瓦斯抽放，影響掘進進度。
表4-5-2 邊掘邊抽鑽孔技術參數表

注：上圖僅供參考，鑽孔開孔位置應避開破碎處，鑽孔的個數可以根據瓦斯及斷麵情況布置6-8個孔左右，可根據抽放情況增減。
封孔工藝：鑽孔采用聚氨酯封孔，對於井下封孔而言，主要要求聚氨酯在發泡後，其內所形成的孔為封閉孔，另外對發泡時間、發泡倍數、固化後的強度，可塑性等均有一定的要求。可選用聚氨酯封孔材料，在鑽孔內6.4～7.5m深度封孔，鑽孔密封段長度僅1m，既能保證密封嚴密，又可節省封孔材料。該聚氨酯封孔材料膨脹倍數20倍以上，聚氨酯發泡均勻、細小，孔隙又不聯通，還有可塑性，適於動壓區封孔；在抽放瓦斯負壓60～80KPa、正壓2MPa下，鑽孔密封嚴實不漏氣。
聚氨酯封孔采用卷纏藥液法,纏藥方法及鑽孔內封孔管結構如圖3-2所示。抽放管為內徑25mm的焊縫鋼管，長為8m，在管前端焊上鐵檔板，套上木塞和橡膠墊圈，距前端橡膠墊圈1m處，再套上木塞和橡膠墊圈，並用鐵線纏緊固定，在1m間距內的抽放管上固定一塊毛巾布（1m×0.7m）。封孔操作程序為：先稱出封一個孔的甲、乙組成藥液，分別裝入兩個容器，再將藥液同時倒入混合桶，立即用棒快速攪拌均勻，當藥液由黃褐色變為乳白色時，停止攪拌，將藥液均勻倒在毛巾布上，邊倒藥液邊向抽放管上卷纏毛巾布，並把卷纏好藥液的封孔管迅速插入鑽孔，大約5分鍾後，藥液開始發泡膨脹，20分鍾後停止發泡，逐漸硬化固結。為了避免封孔管晃動影響封孔質量，孔口處用木塞楔緊。封一個鑽孔的聚氨酯用量約為1Kg左右。
鑽孔與管路的連接：聚氨酯封孔1小時後，便可與抽放管路連接。鑽孔與管路連接處應設置流量計和閥門。鑽孔封孔器與抽放管路的連接如圖3-3所示。連接管采用膠管。預抽一定時間後，根據抽放量的大小決定停止抽放的時間，繼續向前掘進，掘進到距鑽底5m左右的超前距時，停止掘進，重新打鑽孔抽放瓦斯，如此反複循環。

（2） 煤層預抽
為降低煤層開采時的瓦斯湧出量，可在巷道兩側打鑽孔進行煤層瓦斯預抽。
鑽場布置：在巷道一側或兩側每隔15m左右施工一個鑽場，鑽場的規格為長×寬×高=4×3×1.8 m，采用木棚支護。
鑽孔布置：在每一個鑽場內，沿煤層傾斜方向布置5個順層抽放鑽孔，鑽孔深度30-50m,鑽孔布置示意圖見圖4-5-4，鑽孔參數見表4-5-3。

封孔工藝及鑽孔與管路連接與掘進工作麵鑽孔相同，鑽孔內抽放管選用長8m直徑25mm的鐵管，為防止堵塞，抽放管頂端鑽10個直徑10mm小孔，最好用雙層鐵篩網包紮好。用聚氨酯封孔，封孔長度6--8m以上。
（4） 老采空區瓦斯抽放
本礦采用走向長壁采煤法，采空區需密閉，采麵采用”U”通風,一般來說采煤時老采空區瓦斯向采麵湧出較大，應考慮采空區插管抽放。見圖4-5-5。

圖4-5-5 采空區插管抽放瓦斯示意圖
抽放支管安設到采麵回風巷上出口。除舊巷、老空區密閉處留置三通及閘閥外，回風巷支管每隔30米留一個三通及閘閥(或堵板)，在采麵往前推進接近的三通時安設旁抽管，旁抽管始終保持超前工作麵兩組。旁抽管每根長約8～10米，三通和旁抽管間安裝有閘閥(或堵板)，待旁抽管進入上隅角及采空區時，抽吸上隅角及采空區瓦斯，外麵一根旁抽管抽上幫條帶瓦斯。以後依次向外進行旁抽管的安裝。需要抽時就打開三通與旁抽管間的閘閥或堵板。回采工作麵抽放管為永久投入，不予回收。
B、抽放管路係統
根據地形及礦井巷道布置情況，瓦斯抽放管路路線為(二采區最下區段)：
三、瓦斯抽放備選型
A、 抽放管路選擇
（一）、抽放量的確定：
當礦井的生產都集中到一個麵時，瓦斯絕對湧出量是7.8m3/min，采麵風排瓦斯極限量是6.0m3/min（第二章第一節）。
1、回采工作麵抽放量計算
按照35%的瓦斯抽放率，30%的抽放瓦斯濃度的要求進行計算得回采工作麵瓦斯抽出純量。
Q純=Q湧•35%
式中：Q純——工作麵抽放瓦斯純量m3/min
Q湧——工作麵瓦斯湧出量7.8m3/min。
得Q純=2.73m3/min
同時計算出回采工作麵抽放瓦斯混合量為
Q混=Q純÷30%=9.1m3/min
根據該礦井現有主扇能力以及巷道布置，回采工作麵配風量為600m3/min，則可計算出極限風排瓦斯量。
Q極=Q風•1%=600×1%=6.0m3/min
1%是按照《煤礦安全規程》的要求回采工作麵允許最高瓦斯濃度。
Q抽+Q排=8.73m3/min >Q湧=7.8m3/min
即風排瓦斯配合抽放瓦斯量能夠解決回采工作麵的瓦斯湧出量，達到安全生產的目的。
2、抽放管徑計算
回采工作麵分管管徑計算
根據公式d分=0.1457(a /v)1/2
式中d分——抽放管內徑，米
a——管內混合瓦斯流量m3/min a分=9.1m3/min
v——管內瓦斯流動速度m/s 取12m/s (5—15m/s)
計算結果： d分=0.129m
按照該礦的開采布局和生產接續，考慮加入掘進和密閉量抽放量,則抽放主管計算結果如下：
根據公式d主=0.1457(a /v)1/2
式中d主——抽放管內徑，米
a——管內混合瓦斯流量m3/min a主=13m3/min
v——管內瓦斯流動速度m/s 取13m/s (5—15m/s)
計算結果： d支=0.1457m
根據計算，取主管直徑為DN150mm，分管直徑為DN133mm。
3、管路管壁厚度計算
根據公式：δ=pd外/2[σ]
式中：δ——管壁厚度cm
p——管路中最大工作壓力，kg/cm，取20kg/cm2
d外——管道外徑cm
[σ]——應力，取600kg/cm2
計算結果：δ主=0.33cm
根據計算，為增加安全係數，主管壁厚選擇壁厚均為0.4cm；分管壁厚選擇壁厚均為0.3cm。
4、管道阻力計算
①摩擦阻力
根據公式H=LQ2△/k•d5
或中：H——阻力損失率 mmH2O
L—管路長度 m，分管400m，主管600m
Q—管道流量 分管564m3/h,主管960 m3/h
△—混合氣體對空氣的比重，查表取0.889
K—係數，查表取0.71
d—瓦斯管內徑 cm。
經計算得：回采工作麵H分=209.8mmH2O
H主=216.4mmH2O
②局部阻力：用估算法取局部阻力為摩擦阻力的15%(一般情況取10%--20%)
H局=63.93mmH2O
③管道總阻力
H總 = H主+H支+H孔口 +H局
= 216.4 +209.8+63.93+ 1200=1690.13 mmH2O
H孔口--------孔口負壓,根據現有預抽生產礦井實際取值。
B、瓦斯泵選擇
1）、瓦斯流量計算
根據公式：Q=ΣQ純k/(x•η)
式中：Q——瓦斯額定流量，m3/min
ΣQ純——在抽放期間的最大瓦斯抽出純量之和 m3/min
按一個工作麵加上一個老采空區密閉抽放時的最大瓦斯純量計算 得3.0m3/min
X——瓦斯泵入口瓦斯濃度，取30%
η——瓦斯泵的機械效率 80%
K——抽放係數 取1.2
計算得Q=16.5m3/min
2）、瓦斯泵壓力計算
H=（H入+H出）K
式中：
H—— 瓦斯泵的壓力，mmH2O；
H入—— 井上負壓段管路阻力損失，mmH2O；
K—— 備用係數，K=1.2；
H出—— 井上正壓段管路阻力損失，mmH2O。
H = (1690.13+120)×1.2 =2172.2 mmH2O。
3）、瓦斯泵的選擇：
依據計算得出選擇瓦斯抽放泵的參數為：
Q=16.5m3/min=990m3/h
H泵=2172.2mmH20
經比較分析，選用湖北神瓏泵業有限責任公司生產的2BE1 203-O型水環式真空泵，配套電機為30kw。
4)、其它瓦斯防治措施
本設計除建立完善的通風係統和可靠的瓦斯抽放係統外，還考慮采取如下措施綜合防治瓦斯：
 建立先進的安全生產監控係統，對礦井瓦斯、風速等進行連續自 動監測，及時、準確地掌握和了解井下通風、瓦斯等情況。
 配備個體巡回檢測設備等安全儀表，通過巡回檢測，隨時了解井下瓦斯隱患情況，防患於未然。
 在生產過程中，嚴格執行《煤礦安全規程》中的有關規定，加強通風瓦斯檢查、管理工作。並加強礦井瓦斯地質等基礎工作，為礦井通風瓦斯科學管理提供可靠的依據。
5)、抽放巷道選擇
瓦斯抽放巷道，選擇在工作麵回風順槽；
四、管路敷設及附屬設施
(1)、井下瓦斯管路的敷設要求
a、瓦斯管路需塗防腐劑，以防鏽蝕。
b、管路底部應墊木墊，墊起高度不低於30cm 。
c、傾斜巷道的管路，應用卡子將管路固定在巷道支護上，以免下滑。
d、管路敷設要求平直，避免急彎。
e、主要運輸巷道中的瓦斯管路架設不得小於1.8m。
f、管路敷設時，要求坡度盡量一致，避免高低起伏，低窪處需安裝放水器。
g、敷設的管路要求進行氣密性檢查。
(2)、附屬裝置
管路係統的附屬裝置有各類閥門、測壓嘴、計量裝置、鑽孔(場)連接裝置、放水器、防爆阻火器等。
a、瓦斯泵出入口閥門，每台瓦斯泵的入口和出口各一個。要求阻力小，最好使用閘板式閥門。
b、入口負壓測量裝置—靜壓管。
c、出口正壓測量裝置—靜壓管。
d、測量測定裝置—流量、壓力、濃度測量計等。
e、瓦斯泵要有獨立的供電係統，由地變電所引兩回獨立線路至瓦斯抽放泵。
五、安全
根據礦井瓦斯湧出量大小，不同時間，不同地點，應選擇切實可行的抽放方法。
(一)、根據不同的抽放方法，應製定相應的針對性強的安全措施。
1 .如果要采麵上隅角留管抽放（利用支管上加三通安旁抽管抽放），應當將管留下，以免因拔管有可能引起火花而造成瓦斯爆炸。
2 .如果在本礦有自燃發火危險煤層的采空區抽放瓦斯時，必須經常檢查CO濃度和氣體溫度等有關參數的變化，並采用自動監控裝置。發現有自燃發火征兆時，應及時采取措施處理。
3 .采用鑽孔抽放瓦斯或者密閉內插管抽放瓦斯，應做到封閉嚴密，以提高抽放效果。
(二)、對瓦斯抽放管路的安全要求：
1、 抽放管必須采用阻燃、抗靜電的材料。具有良好的氣密性，足夠的機械強度，並應滿足防凍、防腐蝕的要求。
2、 抽放管路宜沿回風巷道或礦車不經常通過的巷道布置。特殊情況抽放管布置在軌道井中，必須製定防跑車撞壞管路的防範措施。
3、 抽放管需進行防腐處理，外塗紅色以示區別。
4、 當抽放管設備或管路發生故障時，管路內的瓦斯不得留入采掘工作麵及機電硐室內或機房內。
5、 抽放管路不得和帶電體接觸，不能和電纜布置在同側，抽放管路必須在入井前進行接地處理。井下要有被砸壞的保護措施。
6、 井下抽放管路應墊不低於30cm的木墊，以防底鼓損壞管路。
7、 傾斜巷道內的抽放管路，應用卡子將管子固定在巷道支護上，以免下滑。在傾角28°以下的巷道中，一般每隔15～20米設一個卡子固定。
8、 地麵抽放管路布置要求：
① 盡可能避免布置在車輛通行頻繁的主幹道旁。
② 不得將抽放管路和自來水管、暖氣管、下水道管道、動力電纜、照明電纜及通訊電纜敷設在同一條地溝內。
③ 抽放主管路距有關物體的距離要求：
1） 距離建築物＞5m；
2） 距離動力電纜>1m。
3） 距離水管和排水溝＞1.5m；
4） 距離木電線杆＞2m
④ 抽放管路不得從地下穿過房屋或其他建（構）築物，一般情況下也不得穿過其他管網。當必須穿過其他管網時，應按有關規定采取措施。
9、 抽放管路敷設要平直，不要拐急彎。
10、 主管、分管、支管及其與鑽場連接處均要安設閥門及觀測孔。
11、 在抽放管路的適當位置應安設除渣裝置和測壓裝置。
12、 抽放管路分岔處應設置控製閥門，閥門規格應與安裝地點的管徑相匹配。
13、 在抽放鑽場、管路拐彎、低窪、溫度差異大的地方及沿管路適當距離（間距一般為200～300m，最大不超過500m）應設置放水器。放水器要保證在放水時，不影響抽放。
14、 使用鋼板卷管，壁厚需3～6mm，並需進行0.2～0.5MPa的水壓試驗或1Mpa以上的氣壓試驗。合格後才可以使用。
15、 通往井下的抽放管路應采取防雷措施。
（三）、對抽放站的安全要求：
地麵固定地式抽放站
1、抽放站站址應選擇不受洪澇威脅且工程地質條件可靠的地點，無滑坡、溶洞、斷層及塌陷等災害。
2、抽放站宜設在回風井工業場地內，泵房距井口和主要建築物及居住區不得小於50m。
3、泵房內及泵房周圍20m範圍內嚴禁有明火。
4、泵房建築必須采用不燃性材料，耐火等級為二級。
5、泵房周圍必須設柵欄或圍牆保護。
6、泵房內及泵房周圍 20m範圍內的電器設備（含電話），儀表及照明等都必須采用礦用防爆型的，並按井下防爆電器管理規定進行管理，消滅失爆。泵房應采用雙回路供電，電器設備一套使用，一套備用。泵房必須裝有直通礦調度室的電話。
7、泵房內的電器設備，值班室應與泵房隔離分開，分成泵房、配電間、值班室，避免相互幹擾。
8、泵房內要保證通風良好，房頂應設天窗，防止瓦斯積聚，並安設瓦斯報警裝置。瓦斯探頭設在泵房中上部瓦斯易積聚的位置，並保證靈敏可靠，報警濃度0.5%。
9、泵房內必須安設安全監測係統，對泵的開停，抽放管內瓦斯濃度，流量、抽放負壓，溫度和CO以及泵房內的瓦斯濃度等實施自動監測監控。當出現異常時能自動報警斷電等。泵房內必須配備有測量負壓、流量、溫度及瓦斯濃度等的儀表，並製定泵房內定時人工檢查的製度。
10、抽放站應設避雷裝置，避雷裝置應高於瓦斯放空管。避雷的覆蓋麵應能保護整個抽放站。
11、抽放站應有防火措施，應有供水係統。泵房設備冷卻水一般采用閉路循環。給水管路及水池容積應滿足消防用水量。
12、泵房附近的管路應設置放水器及防爆、防回火、除渣裝置和壓力、流量、濃度測定裝置，還應設置采樣孔、閥門等附屬裝置。
13、抽放站在吸排氣兩端應設置瓦斯放空管。放空管直徑不得小於吸排氣兩側的主管直徑，高度至少超過泵房屋頂5米以上。為防雜物和雨水進入放空管內，其上端管口要設置保護蓋帽。
14、使用水環式真空泵的循環水係統必須正常，供水可靠，嚴禁泵內缺水或無水。高低位水池位置要合適，池容要夠，保證供水壓力和水量。水質要好。泵房冷卻低位水池嚴禁密封，要采取防止瓦斯積聚的措施。
2、抽放係統安全措施
(1)、抽放鑽場、鑽孔施工防治瓦斯措施。
在鑽孔施工中碰防止瓦斯湧出事故及機械傷人事故。具體有：
1)、邊鑽進邊抽放瓦斯；
2)、鑽機配備的電動機及附屬電氣設備必須是防爆型的；
3)、勸配備瓦斯檢測器及警報器，定期檢查瓦斯濃度，一旦瓦斯超限，必須立即停鑽處理：
4)、鑽場內使用的敲擊工具必須用銅製造;
5)、鑽工必須衣著整齊利索，以免被機械絞傷；
6)、鑽機轉動部件的防護裝置及保護外罩必須完整無缺；
7)、扶“給進把”時，身體與“給進把”不能成一直線，應離開一定距離，以免孔內發生故障，“給進把”打傷人；
8)、開動鑽機前應做好準備工作，分式要明確，操縱鑽機應動作協調，達到準確無誤，勿用手腳拉蹋滾筒上的鋼絲繩，以防止被鋼絲繩絞傷。
(2)、管路防腐蝕、防漏氣、防砸壞、電氣防爆、防靜電，防帶電、防底鼓措施；
1)、瓦斯管路需塗防腐劑，以防鏽蝕；
2)、管路底部應墊木墊，墊起高度不低於30cm，以防底鼓損壞管路;
3)、主要運輸巷道中瓦斯管路架設高度應大於18m，以免被砸損壞;
4)、管路需進行氣密性檢查以免漏氣。 ，
(3)、斜井管路的防滑措施
傾斜巷道中的瓦斯管路，應用卡子固定在巷道的支護上，以免下滑損壞。

瓦斯抽放係統必須進行專門的《瓦斯抽放設計》；故本專篇未進行全麵的設計，其它不足部分由專門的《瓦斯抽放設計》完善。

第五章 礦井防滅火
第一節 概述
一、 煤層自燃傾向性
該礦未作煤炭自燃傾向性鑒定，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，該區域煤層自燃傾向屬Ⅱ類（自燃煤層），所以兩煤層的煤炭均按自燃礦井管理。在建井期間及時補作各煤層的自燃傾向性鑒定。
二、采煤方法及采掘設備
1、 采煤方法
平山煤礦采用走向長壁采煤法，階段下行式開采。
2、 采掘設備
回采工作麵采用爆破落煤，刮板運輸機運輸，運輸巷采用膠帶運輸機運輸；掘進工作麵采用電煤鑽打眼，放炮落煤，礦車運輸，局部通風機通風。
第二節 開采煤層自燃預測及防治措施
一、煤的自燃預測及分析
1．煤的自燃因素分析
引起煤自燃的因素較多，主要如下：
（1）煤的炭化程度。煤層的自燃性一般隨煤炭的變質程度的增高而降低，一般情況下揮發分含量在12％以下的無煙煤難以自燃，但若有其它原因，也可能產生自燃。
（2）煤岩組分：煤層中有集中的鏡煤和亮煤，特別是含有絲煤時，煤的自燃傾向就大；而暗煤多的煤，一般不易自燃。
（3）煤的含硫量：含硫分愈高，吸氧能力越大，越易自燃，含黃鐵礦、黃銅礦結核較多，也具有自燃危險性。
（4）煤的破碎程度：煤的破碎程度大，增加了煤的氧化表麵積，使煤的氧化速度加快，容易自燃。脆性與風化率較大的煤易於自燃。
（5）煤的水分：水分能加速煤的氧化過程，同時使煤體疏鬆、造成細微裂隙，加大吸氧能力，並降低著火溫度，但過多水分則可抑製煤的氧化。
（6）地質構造：地質構造複雜、圍岩及煤層破碎帶易引起煤層自燃。
（7）開拓開采條件及通風方式：礦井開拓方式和開采方法與通風方式若選擇不合理，往往造成丟煤多、煤柱破碎，漏風嚴重，給煤層自燃造成良好條件，增加自燃的可能性。
2．煤的自燃預測
以上通過各種因素對煤層自燃進行分析，根據鑒定報告提供的資料，本礦井煤層按具有自燃發火傾向性考慮。
另外，礦井在采掘進程中煤層自燃的早期識別可采用氣體分析法，即使用氣相色譜儀對采自礦井中坑道中某些反映煤層早期自燃的敏感性氣體如CO、CO2或烷烴類氣體等煤層自燃臨界值濃度來分析預測礦井煤層是否有早期自燃現象以達到預測預報的目的。在確認主采的各層煤層為自燃煤層後，礦井需配備束管集中監測係統。
3．建議
由於地質報告所提供的資料不全，建議在礦井生產前補充完成有關資料，以便於生產中采取針對性措施，預防煤層自燃發火。
二、煤的自燃預防措施
1.開拓開采方麵的措施
主斜井布置在岩層中，副斜井、回風井均布置在煤層中，礦井開采時，要注意觀察，加強自燃征兆的早期識別工作。采煤方法對自燃發火的影響主要表現在煤炭回收率的高低、回采時間的長短上。本礦采用走向長壁後退式采煤法，回采率高，巷道布置簡單。頂板管理采用全部垮落法，人工攉煤，清掃浮煤，盡量使工作麵回采率提高，采煤工作麵回采結束後，必須在45天內進行永久性封閉。綜合防治，有很高的防火安全性。
合理的采煤方法能夠提高礦井先天的抗自燃發火能力，多年來的實踐表明，降低煤層自燃發火的可能性要從以下幾個方麵著手：
（1）少丟煤；
（2）控製礦山壓力，減少煤柱破裂；
（3）合理布置采區；
（4）回采時應盡量避免過分破碎煤體；
（5）加快工作麵的回采速度，使采空區熱源難於形成；
（6）及時密閉已采區和廢棄的舊巷；
（7）注意選擇回采方向，不使盤區回風巷過分受壓或長時間維護在煤柱裏。
2.通風方麵的措施
通風因素的影響主要表現在采空區，煤柱和煤壁裂隙漏風，漏風就是向這些地點供氧，促進煤的氧化自燃。采空區麵積大，漏風量相當大，但風速低，散熱作用差，在工作麵的兩巷（回采工作麵的運輸巷和回風巷）一線（停采線），過斷層地帶，煤層變薄跳麵的地方有大量的浮煤堆積，最易發生自燃。所以每一回采工作麵回采完畢必須立即進行封閉，以減少浮煤堆積地點的漏風量，防止自燃。良好的通風係統可以在很大程度上控製自然火災的發生。為防止煤層自燃，本礦在通風方麵采取如下措施：
（1）本礦井在開采過程中，工作麵采用“U”型通風方式，兩進一回。新風和乏風均不通過采空區，漏風少；
（2）調節風門、風門應設置在圍岩堅固、地壓穩定的地點，還應避免引起采空區或煤柱裂隙漏風量的增大；
（3）采取措施，降低采區進回風巷之間兩端的負壓差，以減少漏風；
（4）風門、調節風門之間的距離留有較大的餘地；
（5）設置雙向風門，礦井可實現反風，以防火災事故擴大；
（6）實現風門閉鎖，使一組風門不能同時敞開，確保風流穩定。
3.監測方麵的措施
1.人的感官可以察覺的自燃征兆
①巷道中出現霧汽或巷壁汗“掛汗”；
②風流中出現火災氣味，如煤油味、鬆香味、臭味等；
③從煤炭自燃點流出的水和空氣較正常的溫度高；
④當空氣中有毒有害氣體濃度增加時，人們有不舒服的感覺，如頭痛、頭暈、精神疲乏等。
2.儀表檢測
1）有下列情況之一者，定為自燃發火：
①煤炭自燃出現明火、火災煙霧、煤油味等；
②煤炭自燃使環境空氣、煤層圍岩及其它介質溫度升高並超過70℃；
③采空區或風流中出現一氧化碳（CO），其濃度已超過礦井實際統計的臨界指標，並有上升趨勢。
2）有下列情況之一者，定為自燃發火隱患：
①采空區或井巷風流中出現一氧化碳，其發生量呈上升趨勢，但尚未達到礦井實際統計的臨界指標；
②風流中出現二氧化碳（CO2），其發生量呈上升趨勢，但尚未達到礦井實際統計的臨界指標；
③煤炭、圍岩及空氣和水的溫度升高，並超過正常溫度，但尚未達到70℃；風流中氧（O2）濃度降低，其消耗量呈上升趨勢。
3．自燃發火觀測站
本礦采用一氧化碳增量法預測工作麵火災，確定煤層自然發火的標誌氣體和建立自燃發火預測預報製度。派專人每班檢測1次，所有檢測分析結果必須記錄在專用的防火記錄簿內，發現自燃發火指標超過或達到臨界值等異常變化時，必須立即報告礦 安全管理人員和礦技術負責人，發出自燃發火預報，采取措施進行處理。自燃發火觀測站設置位置示意圖如下：

三、防滅火方法
本礦所采煤層的煤炭為自燃，設計采用流動汽霧阻化劑防滅火技術。
流動汽霧阻化劑防滅火技術，能充分地利用漏風通道裂隙微小漏風，使汽霧較均勻地進入釆空區，覆蓋和濕潤浮煤，阻止或減緩氧化。成本低(噸煤成本0.2元/t)，操作簡便。對於緩及傾斜、急傾斜煤層均適用。
1．滅火原理
流動汽霧阻化劑防滅火技術是通過霧化器加速、加壓使水溶液變為微小霧滴，霧滴以漏風風流為載體飄移到采空區，覆蓋在殘煤表麵，對煤體產生物理和化學的綜合作用，減少煤體表麵與空氣的接觸麵，抑製煤表麵活化物氧化反應速度，達到防殘煤自燃的目的。
2．係統組成
流動汽霧阻化劑防滅火係統由儲液箱、高壓泵、過濾器、電器開關、高壓膠管、霧化器等組成。見圖5—2—1。

3．阻化劑
阻化劑的作用就是利用阻化劑分子與煤體表麵活性分子的相互吸引，破壞煤體表麵自由力場，促使氧原子(0)恢複到分子狀態(02)，使煤表麵活化物質氧化反應速度放慢或者抑製，起到阻化作用。針對本煤礦，選用鹵塊(片)作為阻化劑，阻化劑濃度為20%，阻化率為80%。
4．噴灑量計算
（1）工作麵一次噴灑量可按下式計算：
V1=Kl•K2•A•L•H•S•r/R
式中：
K1——易自燃部位藥液量加量係數，一般取1.2
K2——采空區遺煤容重 1.0t/m, 取遺煤樣實測
A——噸煤吸液量 0.058t/t
r——阻化劑溶液容重 1.05t/m3。
L——工作麵長度 100m
H—采空區底板遺煤走向長度
S——采空區底板遺煤厚度 0.1m
R———霧化率 ％ 取R=80％
V1=Kl•K2•A•L•H•S•r/R
=1.2×1.0×0.058×100×2.0×0.1×1.05/80%=1.88t
（2）工作麵一次噴灑所需阻化劑用量
V2= V1×ρ=2.2×20%=0.44t
選用鹵塊(片)作為阻化劑，阻化劑溶液濃度為20%，阻化率為80%。
實施時，每班2隻噴槍對采空區噴霧，噴霧工作時間為2小時/班。
5．工作麵日噴灑次數
本礦工作麵作業形式為：三班采煤，邊采邊準，晝夜一循環，循環進度0.8米，噴灑工作安排在回柱放頂前進行，工作麵上下口噴槍相向噴灑，在工作麵中部相遇噴灑完畢。
6．係統特點
機動靈活，防滅火範圍大等特點。與其它防滅火方法相比，流動汽霧阻化劑具有防滅火效果好，工人勞動強度小等特點。
第三節 井下外因火災防治
外因火災的主要特點是突然發生，來勢迅猛，發生的時間和地點出人意料之外。由於這種突發性、意外性，常使人們驚慌失措而造成惡性事故。礦井中一切能夠產生高溫、明火、火花的以及由於可燃材料製成的器材和設備，如使用不當都可能會引起外因火災。絕大多數外因火災是由於機電設備質量不高，安裝不良，又缺乏嚴格的檢修、維護製度，長期帶病運行而引起的。對於小型煤礦，由於機械化程度較低，其中爆破和明火是造成外因火災的主要原因。
外因火災的防治主要應從兩個方麵著手，一是防止失控的高溫熱源；其次是在井下盡量采用不燃或耐燃的材料和製品。
一、電氣事故引發火災防治措施及裝備
1.井下機電硐室防火措施
平山煤礦將在井下設置水泵房、消防材料硐室等，對水泵房和消防材料硐室采取以下防滅火措施：
1）硐室必須裝設向外開的防火鐵門，鐵門全部敞開時不妨礙運輸，嚴禁存放無關的設備和物件，並采用防爆型的照明設備。
2）從硐室出口防火鐵門起5m內的巷道，應砌镟或用其他不燃性材料支護。
3）硐室內必須設置足夠數量的撲滅電氣火災的滅火器材。故應在硐室內設CO2滅火器2個，8kg幹粉滅火器1個，滅火沙袋2個。
4）硐室長度超過6m時，必須在硐室的兩端各設一個出口。
5）在機電設備硐室內嚴禁設集油坑。硐室不應有滴水，硐室的過道應保特暢通，嚴禁存放無關的設備和物件。帶油的電氣設備溢油或漏油時，必須立即處理。
6）消防材料硐室設置在運輸石門內，參照煤礦建設工程安全監察手冊規定配備如下：
表5－3－1 井下消防設備配備表　　　　　　　

2.井下電氣設備的防火措施
1）井下所有電氣設備采用礦用隔爆型或本質安全型電氣設備，並具有“產品合格證”、“防爆合格證”、“煤礦礦用產品安全標誌”。
2）向井下供電的變壓器或發電機嚴禁直接接地。
3）井下低壓動力為660V，照明為127V。
4）低壓負荷開關選用DW80—200和KBZ-400型並配合JY82—2/3A型檢漏繼電器，以保證安全用電。
5）向井下配電的XGZ2-12型低壓配電屏設有過載、短路、漏電保護。
6）井下局部通風機與掘進設備實現風、電、瓦斯閉鎖.
7）所有防爆開關，均設有短路、過負荷、單相斷線保護和漏電閉鎖保護。
8）井下所有電氣的金屬外殼都進行接地。
3.井下電纜
1）電纜選擇
（1）井下電纜按安全載流量選擇，並經電壓損失和短路保護校驗，采用礦用橡套軟電纜。
（2）井下各配電站的低壓電纜均采用礦用橡套銅芯電纜。
照明電源均引自地麵配電所，采用阻燃的礦用橡套電纜（UM）；電鑽采用礦用電鑽電纜（UZ）。
2）電纜懸掛
（1）在水平巷道或傾角在35°以下的井巷中，電纜用吊鉤懸掛；
（2）在傾角在35°以上的井巷中，電纜用卡箍固定；
（3）懸掛電纜有適當的弛度；懸掛高度高於礦車；
（4）懸掛點間距為3米；電纜要在壓風管、供水管等管子的上方，並保持0.3米以上的距離。
3）電纜連接
（1）電纜與電氣設備的連接，用與電氣設備性能相符的接線盒；
（2）電纜線芯使用齒形壓線板（卡爪）或線鼻子與電氣設備進行連接；
（3）不同型電纜之間嚴禁直接連接，采用符合要求的連線盒、連接器或母線盒進行連接；
（4）同型電纜之間直接連接時，橡套電纜的修補連接（包括絕緣、護套已損壞的橡套電纜的修補）采用阻燃材料進行硫化熱補或熱補有同等效能的冷補，並經浸水耐壓試驗，合格後方可下井使用。
4.井下電氣設備的各種保護
井下電氣設備有接地、短路、過流、過負荷、斷相、漏電等保護。
1）電壓在36V以上和由於絕緣損壞可能帶有危險電壓的電氣設備的金屬外殼、構架，鎧裝電纜的鋼帶（或鋼絲）、鉛皮或屏蔽護套等均設有保護接地；接地網上任一保護接地點的接地電阻值不得超過2Ω，並且每一移動式和手持式電氣設備至局部接地極之間的保護接地用的電纜芯線和接地連接連接導線的電阻值，不得超過1Ω。
2）所有電氣設備的保護接地裝置（包括電纜的鎧裝、鉛皮、接地芯線）和局部接地裝置，與主接地極連接成1個總接地網，主接地極在水倉中埋設1塊，用耐腐蝕的鋼板製成，其麵積不得小於0.75m2.厚度不得小於5mm。
3）在下列地點裝設局部接地極：采區變電所（包括移動變電站和移動變壓器）；裝有電氣設備的硐室和單獨裝設的高壓電氣設備；低壓配電點或裝有3台以上電氣設備的地點。
4）局部接地極設置於巷道水溝內或其他就近的潮濕處。設置在水溝中的局部接地極應用麵積不小於0.6m2.厚度不小於3mm的鋼板或具有同等有效麵積的鋼管製成，並平放於水溝深處。設置在其他地點的局部接地極，可用直徑不小於35mm、長度不小於1.5m的鋼管製成，管上應至少鑽20個直徑不小於5mm的透孔，並垂直全部埋入底板。
5）連接主接地極的接地母線，采用截麵不小於50mm2的銅線。電氣設備的外殼與接地母線或局部接地極的連接，電纜連接裝置兩頭的鎧裝、鉛皮的連接，采用截麵不小於25mm2的銅線。
6）40KW以上的電動機采用真空電磁起動器控製；井下的饋電線上，裝設短路、過負荷和漏電保護裝置；低壓電動機的控製設備要具備短路、過負荷、單相斷線、漏電保護裝置和遠程控製裝置；要正確選擇熔斷器的熔體；每天對低壓檢漏裝置進行一次跳閘試驗.
7）127伏煤電鑽和信號應設有檢漏、短路、過負荷、遠距離啟動和停止煤電鑽的綜合保護裝置。660伏的電氣網絡中，必須有過電流和漏電保護。煤電鑽綜合保護裝置在每班故障或網絡絕緣降低，應立即停電處量。檢漏裝置應靈敏可靠，嚴禁甩掉不用。
8）供電線路在入井處裝設防雷電裝置；通信線路在入井處裝設熔斷器和防雷電裝置。
（1）井口安設AZ—1A型導體消雷器，消雷器的接地體距井管、軌、線接地網相互間距在20米以上。
（2）所在伸出井口的鋼管和鋼軌均采用鑄型尼龍材料進行兩處相互間距為100米的絕緣隔離，每段鑄型尼龍材料長度為1米，對地絕緣電阻在150MΩ左右。
（3）所在伸出井口的鋼管、鋼軌和電纜的鎧裝鉛皮在入井處均接地，接地引入線均采用截麵積為50 mm2的橡套電纜，引出井口的接地體相互間距在20米以上，接地電阻不得大於2Ω。通訊線路在入井口處裝設一組熔斷器和避雷裝置，其接地電阻不得大於1Ω。
（4）由地麵直接入井的軌道、管路，必須 在井口處將金屬體進行不少於兩處的良好的集中接地。通信線路必須在入井處裝設熔斷器和避雷裝置。每年雨季前必須對避雷裝置進行檢查試驗。
二、其它火災的防治措施及裝備
1、預防礦井火災的一般規定
(1)地麵必須設置消防水池，經常保持不少於300m3的水量；
(2)井口房和通風機房附近20m內不得有煙火或用火爐取暖；
(3)井下和井口房不得從事電焊、氣焊和噴燈等焊接工作；
(4)井下嚴禁吸煙；
(5)井下和硐室內不得存放汽油，煤油和變壓器油，井下使用的潤滑油、棉紗、布頭和紙等，必須存在蓋嚴的鐵桶內。用過的棉紗、布頭和紙等，必須存在蓋嚴的鐵桶內，由專人定期送地麵處理；
(6)井下清洗風動工具，必須在專用硐室內進行，並必須用不燃性和無毒性洗滌劑；
(7)井下嚴禁使用燈炮取暖和使用電爐；
(8)所有井下工作人員都必須熟悉滅火器材的使用方法，並熟悉本職工作區域內滅火器材的存放地點。
(9)礦燈房采用不燃性材料建築；采用火爐取暖時，火爐間有單獨的間隔和出口；通風要良好，嚴禁煙火，備有幹粉滅火器和砂箱等滅火器材；充電裝置要有可靠的充電穩壓裝置。
2、發現礦井火災的行動原則
(1)任何發現火災時，應視火災性質、通風和瓦斯情況，立即采取一切可能的方法直接滅火，控製火勢，並迅速報告礦調度室。
在現場的區、隊、班組長應依照災害預防和處理計劃的規定，將所有可能受火災威協地區的人員撤離危險區域，並組織人員利用現場的一切工具和器材進行滅火。
(2)電氣設備著火時，應首先切斷電源。在切斷電源前，隻準使用不導電的滅火器材進行滅火。
(3)回采工作麵和掘進工作麵一旦發生火災，應立即組織人員進行滅火，在采取一切措施後不能撲滅火災時，應立即在運輸巷和回風巷以及掘進工作麵出口構築防火牆，防火牆四周伸入巷道壁不小於0.5m，防火牆厚度為0.5m，牆體之間用黃泥充填。礦主要技術負責人負責封閉火區的工作。
(4) 回采工作麵滅火原則：
①從進風側進行滅火，要有效地利用滅火器和防塵水管；
②禁止在火源上方滅火，防止水蒸氣傷人，也不能在火源下方滅火，防止火區塌落物傷人，要從側麵（即工作麵或采空區方向）利用保護裝置接近火源滅火；
③采煤工作麵瓦斯燃燒時，要增大工作麵風量，並利用幹粉滅火器、砂子、岩粉等噴射滅火；
④在進風側滅火難以取得效果時，可采取局部反風，從回風側滅火，但進風側要設置水幕，並將人員撤出；
⑤采煤工作麵回風巷著火時，必須采取有效方法，防止采空區瓦斯湧出和積聚；
⑥用上述方法無效時，應采取隔絕的方法滅火。
(5) 掘進工作麵滅火原則：
①要保持巷道的通風原狀，即風機停止運轉的不要隨便開啟，風機開啟運轉的不要盲目停止；
② 如發火巷道有爆炸危險，則不得入內滅火，而要在遠離火區的安全地點建築密閉牆；
③ 火災發生在煤巷迎頭、瓦斯濃度不超過2％時，可在通風的情況下采用幹粉滅火器、水等直接滅火，滅火後，必須仔細清查陰燃火點，防止複燃。如瓦斯濃度超過2％且仍在繼續上升，要立即將人員撤到安全地點，遠距離進行封閉；
④ 火災發生在煤巷的中段時，滅火過程中必須檢測流向火源的瓦斯濃度，防止瓦斯經過火源點，如果情況不清應遠距離封閉。如火災發生在上山中段時，不得直接滅火，要在安全地點進行封閉；
⑤煤巷發生火災時，不管火源點在什麼地點，如果局部通風機已經停止運轉，在無需救人時，嚴禁進入滅火或偵察，而要立即撤出附近人員，遠距離進行封閉；
⑥ 火源在下山煤巷迎頭時，若火源情況不清，一般不要進入直接滅火，應進行封閉。
3、用水滅火應注意的問題
(1)水是導電物質，不能用來撲滅帶電的電氣設備的火災。
(2)水比油重，不能用水撲滅油類火災。
(3)撲滅猛烈火災時，不得將水直接射入火源中心，防止水蒸汽逆風而燙傷救火人員和發生水煤氣爆炸。
(4)滅火水量必須充足，若水量不足，在高溫下可分解為氫氣和一氧化碳氣體，有混合氣體爆炸的危險。
4、為防止地麵明火，引發井下火災，在井口附近20m內嚴禁有任何火源，矸石山、爐灰場必須遠離井口80米，井口房、坑木場應設置消防水管、撒砂滅火裝置及高倍泡沫滅火器等設施。
5、在主井井口應設防火鐵門，以防止地麵火災波及井下，防火鐵門設置必須密封可靠，在平時不影響通風和運輸。
6、井下放炮必須嚴格按《煤礦安全規程》的下列規定執行，防止放炮引發火災。
(1)采、掘工作麵部必須使用取得產品許可證的煤礦許用炸藥和煤礦許用雷管。使用煤礦許用毫秒電雷管時，最後一段的延期時間不得超過130毫秒。
(2)采、掘工作麵應采用毫秒爆破。在掘進工作麵必須全斷麵起爆，在采煤工作麵嚴禁使用2台放炮器同時進行放炮。
(3)炮眼封泥應用水炮泥，水炮泥外剩餘的炮眼部分，應用粘土炮泥封實。
(4)炮眼封泥嚴禁用煤粉，塊狀材料或其它可燃性材料，無炮泥或不實的炮眼，嚴禁放炮。封泥長度必須符合《煤礦安全規程》第329條的規定。
(5)炮眼內發現異狀、溫度驟高驟低、有顯著瓦斯湧出、煤岩鬆散、透老空等情況時，不準裝藥放炮。
(6)放炮母線、連接線和電雷管腳線必須相互扭緊並懸掛，不得同軌道、金屬管、鋼絲繩、刮板運輸機等導電體相接觸。嚴禁使用固定放炮母線。
(7)在放炮地點20m內，有礦車、未清除的煤、矸或其它物體阻塞巷道1/3以上時，不準裝藥放炮。
(8)處理瞎炮(包括殘炮)必須在班組長直接指導下進行，並應在當班處理完畢。如果當班未能處理完畢，放炮員必須同下一班放炮員在現場交接清楚。
(9)放炮時，應采用正向起爆。
(10) 放炮必須嚴格執行“一炮三檢查”(裝藥前、放炮前、放炮後)和“三人連鎖放炮”(放炮員、班組長、瓦檢員)製度，嚴禁采用糊炮、明火放炮和一次裝藥多次放炮。
7、為防止地麵雷電導入井下，必須在通往井下的軌道，管路在井口附近設可靠接地保護裝置。
井下低壓係統同時存在2種或2種以上電壓時，低壓電氣設備上應標明其電壓額定值。
8、嚴格實行明火管製，建立健全明火管理製度，切實做到：
1）嚴禁攜帶明火下井。
2）工業廣場內的進、回風井口20m內嚴禁煙火。
3）井下嚴禁使用電爐。
4）井下嚴禁使用燈泡取暖。
5）井口和井下電氣設備必須有防雷擊和防短路的保護裝置。
6）井下電焊、氣焊作業必須按《規程》規定進行。
7）嚴禁使用產生火焰的爆炸器材和爆破工藝。
8）嚴格火區管理。
9、井下防火牆
1）封閉火區時，應盡量縮小封閉範圍，並必須指定專人檢查瓦斯、氧氣、一氧化碳、煤塵以及其他有害氣體和風向、風量的變化，還必須采取防止瓦斯、煤塵爆炸和人員的安全措施。
2）永久性防火牆的管理應遵守下列規定：
①每個防火牆附近必須設置柵欄、警標，禁止人員入內，並懸掛說明牌。
②應定期測定和分析防火牆內的氣體成分和空氣溫度。
③必須定期檢查防火牆外的空氣溫度、瓦斯濃度、防火牆內外空氣壓差以及防火牆牆體，發現封閉不嚴或有其他缺陷或火區異常變化時，必須采取措施及時處理。
④所有測定和檢查的結果，必須記入防火記錄簿。
⑤礦井作大的風量調整時，應測定防火牆內氣體成分和空氣溫度。
⑥井下所有永久性防火牆都應有編號，並在火區位置關係圖中注明。
10、采空區的封閉防滅火措施：采煤工作麵回采結束後，必須在45天內采用密閉牆進行永久封閉，密閉牆必須使用磚或粗料石和水泥砂漿砌築，密閉牆兩端必須伸入煤體200mm，牆厚不小於250mm，密閉牆必須對表麵用水泥砂漿抹平，並標明施工日期、負責人、施工材料。對有水湧出的采空區，密閉牆必須設置反水槽。
11、封閉、啟封火區的要求
（1）封閉火區的要求
①建立火區管理卡片，記錄火災發生地點、發生時間及其類別，火災的地質、采礦簡況，火區範圍及已經采取的滅火措施等，並繪製火區位置關係圖。
②密閉牆附近設置棚欄並掛警示牌，設立記錄板、記明牆內外瓦斯濃度、二氧化碳濃度、一氧化碳濃度、氣溫及出水溫度、空氣壓差，檢查日期及檢查人姓名。
③封閉火區的密閉牆必須每天檢查一次，發現急劇變化時，每班至少檢查一次，一旦發現密閉不嚴或有其它缺陷時，應及時采取措施處理。
④如果密閉牆漏風較多，應及時嚴密處理，如填粘土或砂漿，或壓注膠結劑等。
（2）啟封火區的要求：
封閉的火區隻有同時具備下列條件並經取樣化驗證實火已經熄滅後， 方可啟封或注銷。
①火區內的空氣溫度下降到30℃以下，或與火災發生前該區的日常空氣溫度相同。
②火區內空氣中的氧氣濃度降到5.0%以下。
③火區內空氣中不含乙烯、乙炔，一氧化碳濃度在封閉期間內逐漸下降，並穩定在0.001%。
④火區的出水溫度低於25℃，或與火災發生前的日常出水溫度相同。
⑤上述4項指標持續穩定的時間在1個月以上。
啟封已熄滅的火區前，必須製定安全措施。
啟封火區時，應逐段恢複通風，同時測定回風流中有無一氧化碳。發現複燃征兆時，必須立即停止向火區送風，並重新封閉火區。
啟封火區和恢複火區初期通風等工作，必須由礦山救護隊負責進行，火區回風風流所經過巷道的人員必須全部撤出。
在啟封火區工作完畢後的3天內，每班必須由礦山救護隊檢查通風工作，並測定水溫、空氣溫度和空氣成分。隻有在確認火區完全熄滅、通風等情況良好後，方可進行生產工作。
三、井下消防、灑水係統及滅火裝置
礦井取水點距離礦井工業廣場約0.5公裏，水量60m3/h，取水點標高1570.0m，本礦在取水點設水泵抽水至礦井地麵高位水池。
礦井生產、防塵、消防用水為一供水係統，生活用水為另一供水係統。在風井口場地附近山頂建50m3地麵生活水池一座，350m3生產、防塵、消防水池一座，由水源處敷設DN65焊接鋼管一條至水池，再由50m3地麵生活水池敷設DN50焊接鋼管一趟至工業場地和生活區，以靜壓供水方式向工業場地及生活區供水；由350m3生產、防塵、消防水池敷設DN80焊接鋼管一趟至井下，水池的標高滿足井下最高用水點幾何高差35m的規定，所以采用靜壓方式向井下用水地點供水。50m3生活水池距工業場地的幾何高差不得小於25m。
在井下消防灑水係統中每隔100m設置一個三通閥門，以供消防灑水用。
在井下各機電硐室，采掘工作麵主要機電運輸設備安裝位置等處，設置消防灑水及防塵水管，同時設置滅火砂箱、高倍泡沫滅火裝置。
四、自救和互救
1、當井下發生火災時，遇險人員必須及時打開自救器，正確佩戴好自救器，並幫助其他遇險人員佩戴好自救器，組織遇險人員迅速撤離災區到安全地點的新鮮風流中。
2、發現火災時，必須及時通知地麵調度室，並通知其它地點可能受火災威脅人員，撤離井下。
3、調度室接到火災通知後，必須立即向礦長彙報，並通知礦山救護隊組織營救遇險人員。
4、災區受威脅人員，遇險不要驚慌，不要到處亂跑，要鎮定自若，要有組織地逆風流方向，迎著新鮮風流撤退。
自救和互救工作參照《一通三防安全知識》執行。
一旦發生事故或發現災害預兆，必須盡快就地按避災路線撤退到地麵。如果是非火災和水災事故，應首先就地進行簡單救護，然後送往井下急救站或地麵醫務室。

第六章 礦井防治水
第一節 礦井水文安全條件分析
一、礦井水文地質情況
該區位於雲貴高原烏蒙山區，屬高原侵蝕地貌，地形切割強烈，地勢北東高南西低，區內海拔標高1802.5—1345.8m，最高點位於礦區北西部，海拔標高1802.5m；最低點位於礦區南西部，海拔標高1345.8m，相對高差456.7m。
本區屬中亞熱帶季風氣候區，年平均氣溫為13℃，最高34.1℃、最低-9.6℃。年平均降雨量1243mm，多集中在6-8月，此段時間內降雨量累計可達670-680mm。平均風速為2.3m/s，最高風速為20.0m/s，多為東風。
1）區域河流、井、泉
區內井泉分布在村寨附近，流量受大氣降水製約，旱季小，雨季略大，一般僅供生活用水。井田無河流通過，該溪溝為季節性，枯水期水小。地表水排泄條件尚好，當地最低浸蝕基礎麵標高為1650米。
2）區域含、隔水層分布及特征
區內出露的岩石以碎屑岩（玄武岩）為主，其次為碳酸岩，按含水介質劃分地下水類型，以基岩裂隙水為主，其次為岩溶水及鬆散層孔隙水。鬆散層孔隙水出露較少，且無供水意義。根據對礦區及外圍的調查，井泉出露較少，常年性溪溝發育，為當地主要飲用水源，其調查結果見下表：
表1-4-3 地表地下水調查結果表

1）、基岩裂隙水
其地層主要為飛仙關組(T1f)、長興+大隆組（P3c+d），龍潭組（P3l）、峨嵋山玄武岩（P3β），其岩性是以砂岩、砂頁岩為主，其次為泥頁岩、大山碎屑岩，凝灰岩，含少量基岩裂隙水，多呈懸掛泉或間隙小泉點出露，並受大氣降雨與植被發育程度的控製，水量小，泥頁岩、玄武岩可視為相對隔水層。現分述如下：
下三疊統飛仙關組（T1f）含水岩組：岩性主要為灰綠、紫紅色泥質粉砂岩、粉砂岩、砂質粘土岩夾灰岩。厚450-550m。含裂隙水，無泉點出露，調查溪流1處，流量為1.38l/s，富水性中等。為中等含水岩組。
上二疊統長興+大隆組（P3c+d）含水岩組：灰至灰黃色粉砂質泥岩、泥岩、泥質粉砂岩夾薄層泥灰岩。含2-3層煤,煤層不穩定，為區內不可采、局部可采煤層。本段厚43.6—73.0米。含裂隙水，無泉點出露,為弱含水岩組。
上二疊統龍潭組（P3l）含水岩組：為深灰、灰色粉砂岩、泥質粉砂岩、粘土岩、少量灰岩及煤層組成。頂部以M18煤層與長興組分界。含裂隙水，無泉水出露，調查溪流4處，流量0.26-0.86 l/s,含水性及導水性均差，富水性弱。為弱含水岩組。
峨嵋山玄武岩組（P3β）含水岩組：為灰綠色、暗綠色、杏仁狀、氣孔狀、致密塊狀玄武岩。厚大於50m，含裂隙水，無泉點出露，富水性極弱，為相對隔水層。
2）、岩溶水
下三疊統寧鎮組(T1yn) 含水岩組： 為灰、肉紅色色薄至中厚層狀灰岩、泥質灰岩及鈣質泥岩，頂部為白雲岩。厚＞200米。含岩溶水，調查泉點2個，流量為10.01-10.35l/s，據調查，雨季更大，為富水性強的含水岩組。
中二疊統茅口組（P2m）含水岩組：岩性為淺灰、深灰色厚層、塊狀灰岩，夾白雲質灰岩、燧石灰岩。厚大於100米。含岩溶水，調查泉點2個，水庫1處,流量為10.45-18.56l/s，據調查，雨季更大，為富水性強的含水岩組。
3）、孔隙水
主要分布於第四係鬆散層中，其岩性溪溝中為衝洪積砂石層，窪地中為洪積—坡積物砂，礫石與亞粘土、亞砂土混合層，分布零星。該類鬆散層孔隙水，由於補給、賦存性能差，除了畜水農作外，其無供水價值，為透水而不含水層。
4）地表水、地下水及其聯係
a、地層岩石是形成地下水的最基本條件，普查區地下水主要賦存於基岩裂隙之中，為大氣降水和地表水的滲入補給提供了有利條件。
b、基岩裂隙是地下水逕流、排泄通道。
c、地貌是控製地下水的補給、逕流、排泄的重要條件。經調查，該區的地下水補給、逕流區基本一致，並在地質、地貌、岩性有利彙水的條件下，在河（溝）穀低窪處形成地下水排泄帶。
綜上所述，礦區內地下水補給水源主要靠大氣降水。礦井直接充水含水段，主要是含煤地層及上覆岩溶含水層，富水性中等，水文地質類型屬溶隙裂隙充水礦床，水文地質條件中等。在開采過程中應注意老窯積水。
4）礦井充水因素分析
充水因素包括充水水源，充水通道，充水方式三個因素，礦井直接充水水源來自飛仙關組(T1f)、長興組（P3c）及龍潭組（P3l）砂泥岩中的地下水。間接水源主要是大氣降水，其補給含水岩組並轉化為地下水，然後以直接水源的形式湧入坑道。礦井充水通道主要為風化和構造成因形成的裂隙。由於煤層本身富水差，其頂板以砂泥岩構成，礦井充水主要是因開采破壞上覆地層岩石完整性而產生的裂隙致地下水沿裂隙進入礦坑，屬間接充水方式。
除上述因素外，礦井水還有頂板的裂隙水，小窯水，老空水，現分述如下：
①．頂板裂隙水：主要是礦井采掘活動中，從頂板裂隙進入礦井的水，主要充水因素為地表的河流和飛仙關組第二段的岩溶水。
②．小窯水，在煤層露頭線淺部，曆史上造成的亂采爛挖留下的小煤窯、老煤窯均已灌水。礦井開采中應防範小窯水，老窯水的突發透水事故。
③．老空水：隨著開采麵積和深度的增加，淺部老空水及上覆煤層老空水可能導入井下，在礦井開采下伏煤層時應注意老空水的危害。
5）礦井湧水量
綜上所述，開采煤層後，地下水水力聯係增強，開采時要予以重視和監測。礦坑湧水量大，井田內水文地質條件屬簡單---中等複雜類型。
根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，礦井正常湧水量20m3/h；最大湧水量70 m3/h；
建議礦井在建設生產中注意收集有關水文地質資料，對礦井的充水因素，補給條件、湧水量進行分析和測定，以便為礦井的生產提供指導，達到安全生產的目的。礦井在生產過程中必須加強探放水的措施，堅持有疑必探、先探後掘、先探後采的原則。
二、水患類型及威脅程度
1、礦井水害類型
根據平山煤礦水文地質條件為中等複雜類型，礦井水害類型主要有采空區和老巷積水、頂板裂隙水、地表水。
2、突水水源與地下水導水通道
1）突水水源
突水水源主要為采空區和老巷積水。
2）地下水導水通道
平山煤礦各含水層之間一般無水力聯係。如出現斷層時，含水層會通過斷層裂隙導入井下。在生產過程中應留足隔水煤柱，避免因開采隔離煤柱，造成采動影響，使地麵水及各含水層水通過采動裂隙竄入井下。
三、礦井水文安全條件評價
1.對水文地質基礎資料來源及可靠性評價
該礦區在貴州省地礦局一一三地質大隊2006年11月份提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》，對區域水文地質情況、地層的富水性、礦井的充水進行了初步分析，對礦井的生產能起到一定的指導作用。
2.水文勘探程度及存在問題
（1）地質報告中已對大氣降水、地表水、直接充水含水層以及部分含水層等充水因素進行了較詳細的分析，但對斷層等地質構造掌握程度不夠，使得無法分析斷層導水對水文地質條件的影響，因此，對斷層的水文地質情況了解不夠，在斷層附近掘進時，必須充分注意，對較大的斷層應留有一定保安煤柱。
（2）根據地質報告，礦區水文地質控製程度在代表性方麵，有不夠的地方，反映在礦井湧水量采用的數據上，難免有片麵的可能，建議進一步地作好礦井水文地質調查，並作好編錄，在井巷掘進過程中逐步校正礦井湧水量資料。
（3）地質報告未對井田範圍內的小窯進行充分的調查，故建議礦井在采掘之前，對全礦區小窯進行全麵的調查，對其分布範圍、可難的積水性及積水量做出調查及預測並標注在礦井采掘平麵圖及井上下對照圖上，以指導礦井實際防水工作。
第二節 礦井防治水措施
一、礦井開拓、開采所采取的安全保證措施
1.礦井開拓工程位置及層位選擇
主斜井位於岩層中,副斜井、風井均位於煤層中，回采巷道位於煤層中。
2.采掘工程所采取的防治水措施
1）定期收集、調查和核對相鄰煤礦和廢棄的老窯情況，並在井上、下對照圖上標出其位置、開采範圍、開采年限、積水情況等。
2）針對主要含水層（段）建立地下水動態觀測係統，進行地下水動態觀測、水害預報，並製定相應的“探、防、堵、截、排”綜合防治措施。
3）井巷在掘進過程中必須邊探邊掘，掌握前方水文情況，若發現有水患時，應及時采取措施，待確定安全後再向前掘進，並將出水點位置標於井上下對照圖或采掘工程圖上。井巷揭露的主要出水點或地段，必須進行水溫、水量、水質等地下水動態和鬆散含水層湧水含砂量綜合觀測和分析，防止滯後突水。
4）在采掘工作麵或其他地點發現有掛紅、掛汗、空氣變冷、出現霧氣、水叫、頂板淋水加大、頂板來壓、底板鼓起或產生裂隙出現滲水、水色發渾、有臭味等突水預兆時，必須停止作業，采取措施，立即報告礦調度室，發出警報，撤出所有受水威脅地點的人員。
5）井下和地麵排水設施保證完好，井下主、副水倉、沉澱池、水溝要及時進行清理，每年雨季前對礦井防治水工作進行一次全麵檢查，成立防洪搶險隊伍，並儲備足夠的防洪搶險物資。
6）應加強對地麵小窯、老窯的調查並標注在實測的采掘工程圖中，劃定其探放水紅線，在接近探放水線時，必須采取探放水措施。
7）必須先查清礦區及其附近地麵水流係統的彙水、滲漏情況，掌握當地曆年降水量和最高洪水水位資料，建立疏水、防水和排水係統。
8）工業場地內建築物，必須修築防洪溝渠或采取其它防、排水措施。
9）鑒於井口附近及塌陷區內的地表水體有可能潰入井下，因此，應遵守下列規定：
①嚴禁開采煤層露頭線的防水煤柱。
②容易積水的地點應修築溝渠排泄積水。修築溝渠時，應避開露頭、裂隙和導水岩層，特別是低窪地點不能修築溝渠排水時，應填平壓實，防止積水進入井下。
③排到地麵的礦井水，必須妥善處理，避免再次滲入井下。
④對漏水的排洪溝，應及時堵漏，地麵裂縫和塌陷必須填塞，填塞工作必須有安全措施，防止人員陷入塌陷坑內。
二、防水安全煤柱留設
在受水害威脅的地方，預留一定寬度和高度的煤層不采，使工作麵和水體保持一定的距離，以防止地下水或其它水源潰入工作麵，所留的煤（岩）柱就叫防水煤（岩）柱。
㈠ 防水煤（岩）柱的種類
根據防水煤（岩）柱所處的位置，可以分成不同的種類。根據該礦井的實際情況，需留設以下防水煤（岩）柱：
1、斷層防水煤（岩）柱
在導水或含水斷層兩側，為防止斷層水潰入井下而留設的煤柱；當斷層使煤層與強含水層接觸或接近時，為防止含水層潰入井下而留設的煤柱。
2、導水鑽孔防水煤柱
勘探階段施工的鑽孔，往往能貫穿若幹含水層，若封孔質量不好，則人為地溝通了本來沒有水力聯係的含水層，使煤層開采的充水條件複雜化，為防止上覆含水層中的水潰入井下而留設的煤柱稱為鑽孔防水煤柱。
3、相鄰水平或采區邊界防水煤（岩）柱。
㈡ 防水煤（岩）柱的留設
1、斷層防水煤（岩）柱的留設
斷層破壞了岩層的完整性，常常成為含水層間的聯係通道。斷層的某一區段是否導水，導水性強弱等情況取決於兩側岩層的接觸關係、含水層的水壓以及采礦活動對斷層的重複破壞作用。因此，在沒有掌握斷層各區段的導水性時，應把整個斷層作為導水斷層對待。煤層直接和富含水層、導水斷層接觸，頂底板無突水可能，即煤柱主要是順層受壓時，常以下述計算公式計算煤柱寬度：
L＝0.5KM
式中：L——順層防水煤柱寬度（m）；
M——煤厚或采高（m），M18、M73煤層分別為2.0m、0.75m；
KP——煤的抗張強度（kgf/cm2），KP取10kgf/cm2；
P——水頭壓力（kgf/cm2），P＝50kgf/cm2；
K——安全係數，一般取2～5，本設計取5。
則：M18煤層開采時L＝0.5×5×2.0 ＝19.4（m）
M73煤層開采時L＝0.5×5×0.75 ＝7.4（m）
根據上述計算，並考慮到該礦斷層導水性和富水性差，故開采斷層兩側煤層時各留20m防水煤柱。
2、導水鑽孔防水煤柱的留設
在該礦區域內暫無導水鑽孔存在，當發現導水鑽孔，即按下列方法留設防水柱水煤柱。
當導水鑽孔的位置比較確切，有測斜資料可以定位，但地麵啟封和井下探查處理都有困難時，按下述公式留設防水煤柱：
L＝0.5KB
式中：L——防水煤柱寬度（m）；
B——巷道的跨度（寬或高取其大者）（m），B＝3m；
KP——煤的抗張強度（kgf/cm2），KP＝10kgf/cm2；
P——水頭壓力（kgf/cm2），P＝50kgf/cm2；
K——安全係數，一般取2～5，本設計取4。
則：L＝0.5×4×3× ＝23.2（m）
用上式計算後，再用下式計算結果進行校正。取其大值為半徑，以鑽孔中心點為圓心，所得圓麵積即為導水鑽孔的防水煤柱。
L＝Hcosα+F
式中：L——導水鑽孔防水煤柱厚度（m）；
H——導水裂隙帶高度（m）；
α——岩層塌陷角（°）；
F——鑽孔偏離係數。
3、相鄰水平或采區邊界防水煤（岩）柱的留設
水文地質條件簡單---中等型的礦井，可用下述公式計算煤柱寬度：
L＝0.5KM
式中：L——順層防水煤柱寬度（m）；
M——煤厚或采高（m），M18、M73煤層分別為2.0m、0.75m；
KP——煤的抗張強度（kgf/cm2），KP＝10kgf/cm2；
P——水頭壓力（kgf/cm2），P＝50kgf/cm2；
K——安全係數，本設計取5。
則：M18煤層開采時L＝0.5×5×2.0 ＝19.4（m）
M73煤層開采時L＝0.5×5×0.75 ＝7.4（m）
根據上述公式，經計算並結合實際情況確定，相鄰水平或采區邊界留20m煤柱。
三、疏水降壓措施
疏水降壓是指煤層頂板或煤層含水層的疏幹，以及煤層底板含水層的降壓，使底板含水層水壓降低至采煤安全時的水壓。
根據該礦井的水文地質條件，礦井建設和生產中不需采用疏水降壓措施。
四、井下探放水措施
(一)探放水原則
必須做好水害分析報告，堅持“有疑必探、先探後掘”的探放水原則。接近積水地區掘進前或排放被淹井巷和積水前，必須編製探放水設計，並采取防止瓦斯和其它有害氣體危害等安全措施。
探水眼的布置和超前距離，應根據水頭高低、煤（岩）層厚度和硬度以及安全措施等在探放水設計中具體規定。
探放水設計包含以下方麵：
1、探水起點的確定：為了確保采掘工作和人生安全，將水淹區的積水範圍、水位標高、積水量等資料填繪在采掘工程圖上，經過分析劃出三條界線。
1）積水線：積水邊界線（小窯采空區範圍），其深部界線應根據小窯或老空的最深下山劃定。
2）探水線：根據積水區的位置、範圍、地質及水文地質條件及其資料可靠程度、采空區和巷道受礦山壓力破壞情況等因素確定，具體規定如下：
a) 對采掘工作造成的老空、老巷、硐室等積水區，如邊界準確，水壓不超過10kPa時，探水線至積水區的最小距離：煤層中不得小於30ｍ，岩層中小於20ｍ。
b) 對雖有 圖紙資料，但不能確定積水區邊界位置的積水區，探水線至推斷積水區邊界的最小距離不得小於60ｍ。
c) 對有 圖紙資料的小窯，探水線至積水區邊界的最小距離不得小於60ｍ；對沒有 圖紙資料可查的小窯，必須堅持“有疑必探，先探後掘”的原則，防止發生透水事故。
d) 掘進巷道附近有斷層或陷落柱時，探水線至最大擺動範圍預計煤柱線時的最小距離不得小於60ｍ。
e) 石門揭開含水層前，探水線至含水層的最小距離不得小於20ｍ。
3) 警戒線：
沿探水線外推50－150ｍ（在上山掘進時指傾斜距離）即為警戒線。
探放水鑽孔布置方式：
一般傾斜煤層平巷和上山巷道探水鑽孔的布置方式為半扇形布置在巷道上幫，一般布置3組鑽孔，每組1－2孔。鑽孔夾角分大夾角與小夾角兩種，前者鑽孔夾角7－15°，後者1－3°，視小窯老空的規模而定，老空規模大取大夾角，規模小取小夾角。每組隻少應有一個探水鑽孔見底。
2、采掘工作麵遇下列情況之一時，必須確定探水線進行探水。
（1）接近水淹或可能積水的井巷、老空或相鄰煤礦時，井巷出水點的位置及其水量、有積水的的井巷及采空區積水範圍、標高和積水量，必須繪製在采掘工程平麵圖上。在水淹區域應標出探水線位置。采掘到探水線位置時，必須探水前進。
（2）有與溶洞、含水層及與之有水力聯係的導水層、裂隙（帶）、陷落柱時必須查出其位置，並按規定留設防水煤柱。巷道必須穿過上述構造時，必須探水前進。如果前方有水，應超前預注漿封堵加固，也可采取其它防治措施。
（3）打開隔離煤柱前必須探放水。
（4）接近有水的采煤工作麵時必須探放水。
（5）接近未封閉又可能突水的鑽孔時必須探放水。
（6）煤層頂板的含水層和水體存在時，應當觀測“三帶”發育高度。當導水裂隙帶範圍內的含水層或老空積水影響安全開采時，必須超前探放水並建立疏排水係統。
（7）采、掘工程接近其它可能突水段時必須探放水。
經探水確認無突水危險後，方可向前掘進。每年雨季後，上部采空區的積水情況都在變化，一定要堅持“有疑必探，先探後掘”的原則。

區內有采煤曆史。長期以來，一些地方小煤窯分布於可采煤層露頭附近，形成的采空區較多。但其開采深度較淺。由於地質資料沒有提供小煤窯及老空區開采深度和範圍，因此無法確定小煤窯積水探水線的位置。所以在工作中一定要收集有關資料，確定小煤窯積水位置，以防開采淺部煤層時和小窯、老窯穿透而產生透水事故。
3、探放水注意事項
（1）安裝鑽機探水前，要遵守下列規定：
①加強鑽場附近的支護，並在工作麵迎頭打好堅固的立柱和攔板。
②清理巷道、挖好排水溝。探水鑽孔位於巷道低窪處時，必須配備與探放水量相適應的排水設備。
③在打鑽孔地點或附近安設專用電話。
④測量和防探水人員必須親臨現場，依據設計，確定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及鑽孔數目。
（2）預計水壓較大的地區，探水鑽進之前，必須安好孔口管和控製閘閥，進行耐壓試驗，達到設計承受的水壓後，方可繼續鑽進。特別危險的地區，應有躲避場所，並規定避災路線。
（3）鑽孔水壓過大時，采用反壓和有防噴裝置的方法鑽進，並有防止孔口管和煤（岩）避突然鼓出的措施。
（4）鑽進時，發現煤岩鬆軟、片幫、來壓或鑽孔中的水壓、水量突然增大，以及有頂鑽等異常狀況時，必須停止鑽進，但不得拔出鑽杆，現場負責人應立即向調度室報告，並派人監測水情。如果發現情況危急時，必須立即撤出所有受水威脅的人員，然後采取措施，進行處理。
（5）探放老空水前，首先要分析查明老空水體的空間位置、積水量和水壓。老空積水高於探放水點位置時，隻準用鑽機探放水。探放水孔必須打中老空水體，並要監視放水全過程，核對放水量，直到老空水放完為止。鑽孔接近老空，預計可能有瓦斯或其它有害氣體湧出時，必須有瓦斯檢查員或礦山救護隊員在現場值班，檢查空氣成分。如果瓦斯或其它有害氣體濃度超過規程規定時，必須立即停止鑽進，切斷電源，撤出人員，並報告礦調度室，及時處理。
（6）鑽孔放水前，必須估計積水量，根據礦井排水能力和水倉容量，控製放水流量；放水時，必須設專人監測鑽孔出水情況，測定水量、水壓，做好記錄。若水量突然變化，必須及時處理，並立即報告礦調度室。
（7）排除上山的積水以及恢複被淹井巷前，必須有礦山救護隊檢查水麵上的空氣成分，發現有害氣體，必須及時處理。排水過程中，有害氣體有突然湧出的可能，必須製定安全措施。
(二)探放水設備選擇
1）探放水設備選擇依據
礦井用一個采煤工作麵保證礦井年生產能力，配備三個掘進工作麵。
2）探放水設備及數量
配備TXU-75探水鑽2台，3台工作，1台備用。
3）老窯積水的防治
為防止淺部的老窯積水威脅礦井的安全，采麵主要留淺部防老窯水防水安全煤（岩）柱和井田邊界煤柱。根據有關規定進行計算，該礦井防止老窯積水煤柱留設寬度不得小於20m，邊界防水煤柱的留設寬度為20m。
五、地表水防治措施
1.地表水防治設計依據
1）防洪標準及防洪壩牆設計要求
由於工業場地選擇在平緩地帶，為保證工業場地和礦井不受洪水威脅，需在井口上方設置排洪溝，其斷麵為0.5m×0.5m，順主斜井東麵的自然衝溝排出場地外。
2）地形、水係和彙水麵積
該區位於雲貴高原烏蒙山區，屬高原侵蝕地貌，地形切割強烈，地勢北東高南西低，區內海拔標高1802.5—1345.8m，最高點位於礦區北西部，海拔標高1802.5m；最低點位於礦區南西部，海拔標高1345.8m，相對高差456.7m。
本區屬中亞熱帶季風氣候區，年平均氣溫為13℃，最高34.1℃、最低-9.6℃。年平均降雨量1243mm，多集中在6-8月，此段時間內降雨量累計可達670-680mm。平均風速為2.3m/s，最高風速為20.0m/s，多為東風。
礦區地形較陡，有公路、居民點分布於礦區西、東側。含煤地層多被第四係坡積物覆蓋。
據《中國地震裂度區劃圖》（GB19306-2001）,區內地震基本裂度為VI度。
3）開采塌陷、裂隙對地表水係和降雨滲漏的影響
在采空區影響範圍內將誘發地裂縫、地麵塌陷、崩塌、滑坡等災害，大氣降水將滲入井下，形成水患。因此除留保安煤柱外，在礦井後期生產中，對采煤可能引起的裂縫應及時用土石進行填平夯實，應對地質環境變化加以監測和防護工作。設計中要對地表沉陷影響的重建築設留保安煤柱，對地表沉陷形成的塌陷坑，要盡量整平，回填造地，易產生滑坡的地方應提前修築擋土牆，打抗滑樁或削坡減載等，另外，平時應經常有巡視人員，發現問題及時處理。
2.地表水防治
1）礦區氣候屬亞熱帶溫暖濕潤季風氣候，為黔西南夏濕冬幹溫和區域。多有大暴雨，常引發滑坡泥石流等地質災害。冬春季一般幹旱少雨，冬季常有降雪，高山多有淩凍。主要充水因素為大氣降水。
2）對容易積水的地點修築溝渠，排泄積水，對較低窪地點、塌陷區及地麵裂隙就及時進行充填壓實；排到地麵的礦井水，必須妥善處理，避免再滲入井下；每次降大到暴雨時和降雨後，必須派專人檢查礦區及其附近地麵有無裂縫、老窯陷落及岩溶塌陷等現象，發現漏水情況，必須及時處理。
3）為了防止雨水滲入到井下，在礦區內采取填坑、補凹、整平地表、修築排洪溝等措施。
4）井口上方，地麵工業廣場建築物周圍等修築排截水溝，進行防排水。
5）嚴禁將矸石、爐灰、垃圾等雜物堆放在山洪、溪溝可能衝刷到的地段。
3.地表水防治工程及設備
1） 防洪道工程：修築防洪排澇溝引開工業場地下部小溪流。
2）排澇工程：工業場地排水溝彙集後排入場外小溪流。
第三節 井下防治水安全設施
一、排水設施
本礦采用斜井開拓，在采區底部布置水泵房和水倉，采用水泵將礦井湧水排出地麵。
（一）設計依據
1、礦井投產時正常湧水量Qr為20m3/h，最大湧水量Qrm為70m3/h；
2、排水垂高：HP=150m。
（二）水泵排水能力選型計算
1、按礦井正常湧水量確定工作泵最小排水能力QB
QB=24QB/20=24×20/20=24m3/h
2、按礦井最大湧水量確定工作泵最大排水能力QBm
QBM=24Qmax/20=24×70/20=84m3/h
3、所需水泵揚程HB
HB=1.25×(Hp+6)=1.25×(150+6)= 187.2m
4、根據上述計算的QB和HB值，選用100DF40×5型多級分段式離心泵三台，一台工作，一台備用，一台檢修，其流量為Q=42m3/h，揚程為H=200m，配套電動機功率：N=45kw。
（三）排水管路選擇計算
1、排水管路趟數的確定
根據設計規範要求，確定設置兩趟管路，一趟工作，一趟備用。
2、排水管徑計算
D排= =0.074（m）
式中：Q額——所選水泵的額定流量，m3/h；
V排——最有利管徑的流速，取1.9 m3/s；
經查表選擇管徑內徑為100mm，壁厚7.5mm的國產焊縫鋼管。
二趟，一趟工作，一趟備用。
（四）排水係統
在井底設置水泵房、水倉。
（五）水倉容積及斷麵的確定
1、水倉容積
根據設計規範，水倉容積：
V=8Qmin=8×20=160m3
2．水倉斷麵及支護型式
根據巷道圍岩情況，水倉采用砌镟或錨噴支護， 掘進斷麵積6.5m3，淨斷麵積4.0m2。
3、水倉長度
水倉長度：L=V/S=160/4.0=40.0m
設置兩個水倉，一個主水倉，長度35m，容量120m3；一個副水倉，長度60m，容量270m3，以便一個水倉清理時，另一個水倉能正常使用。
（六）排水管路趟數及規格
根據礦井排水係統設計，井底水泵采用φ100mm的焊縫鋼管作為排水管，采用兩趟排水管路，正常湧水量時一趟工作，一趟備用；最大湧水量時二趟同時工作。
（七）主要水泵房和通道布置及安全出口
礦井井下水泵房布置按相關規程文件選用。二台水泵可共用一個吸水井，但其濾水器邊緣間的距離不得小於吸水管直徑的兩倍。水泵房設置2個出口，一個出口應高出泵房底板7m以上，另一出口在此出口通路內。水倉進口處應設置蓖子。
二、防水設施
1．在煤層風氧化帶、小窯采空區、斷裂破碎帶周圍之間留設防水安全煤柱；
2．礦井必須隨時保證井下主要排水通道的暢通，防止排水溝或其巷道受阻。

第七章 井下其它災害防治
第一節 頂板災害防治及裝備
一、影響礦山壓力顯現基本因素分析
1.煤層頂底板岩性分析
井田內主要可采煤層頂板條件較好，頂板以粉砂質泥岩、泥質粉砂岩砂岩主，屬軟—中等堅硬岩石，容易冒落，頂板易於管理，但對局部破碎帶及節理發育處應加強頂板管理和支護；底板以泥岩為主，部分地段底板為粉砂質粘土岩，在采煤過程中與水分空氣接觸時，易風化，使抗壓強度降低，出現底鼓現象，在底板管理中應采取相應措施，消除底板軟岩危害。
2.煤層傾角、采高、開采深度、控頂距等對礦山壓力顯現的影響
區內可采煤層2層，煤層位於龍潭組，自上而下煤層編號為M18、M73煤層。
礦區內煤層產狀與地層一致，平均傾角28º。
M18煤層為中厚煤層，M73煤層為薄煤層。
M18煤層平均厚2.0 m，厚度穩定，為本設計一采區開采煤層。
煤層采高相對較大，生產中要加強觀察頂板活動規律，及時加強支護。
開采深度直接影響著原岩應力的大小，同時也影響著開采後巷道或工作麵周圍岩層內支承壓力值，因此隨著開采深度的增加，支承壓力必然增加，從而導致巷道圍岩的“擠、壓、膨”等現象，導致煤壁片幫及底板鼓起等現象的發生，因此在開采深度增加時應加強支護。
二、一般頂板冒落的防治措施及裝備
（一）回采工作麵頂板管理方式的選擇
采用走向長壁後退式采煤法，采煤工作麵為炮采工藝，工作麵采用刮板運輸機運輸，全部垮落法管理頂板。
放頂人員必須站在支架完整，無蹦繩、蹦柱、甩鉤、斷繩抽人等危險的安全地點工作。回柱放頂前，必須對放頂安全工作進行全麵檢查，清理好退路。回柱放頂時，必須指定有經驗的人員觀察頂板。
（二） 回采工作麵支架選型論證
設計開采煤層為M18煤層，煤厚（平均）2.00m，工作麵配備DZ22-30/100型外注式單體液壓支柱，支撐高度1640～2200mm，額定工作阻力300KN，選用HDJA—1000型金屬鉸接頂梁。設計“三、四”排控頂，排距1.0m，柱距0.8m。最小控頂距3.2m，最大控頂距4.2m。放頂步距1.0m，回柱絞車選用JH—14型。
支護密度驗算如下：
支護的強度：P=8×m×V t/m2 （按8倍采高考慮，采高2.0m）
=8×2.0×2.3=36.8 t/m2
工作麵長80m，因此采場最大麵積S=80×4.2=336m2 ，所設支柱數n=（80/0.8）×4.5=450根，則支護密度為450/336=1.34根/ m2 ，DZ20—30/100型單體液壓支柱每柱的額定承載能力為30t/根，考慮相關因素的影響，使支撐能力減小，承載能力考慮0.95的係數，則每根支柱的承載能力為30×0.95=28.5t/根。而支護所需要的支護強度為36.8t/m2 ，支柱實際提供的支護強度為1.34×28.5=38.2t/m2 ，因此所設計工作麵的支護密度能滿足支護采場頂板的要求。
1、基本支護：根據目前該礦的煤層賦存情況和開采技術水平，本設計考慮工作麵支護目前采用DZ22-30/100型單體液壓支柱和HDJA-1000型金屬鉸接頂梁聯合形成支架對頂板進行支護，工作麵采用“三、四”排控頂，全部垮落法管理頂板。排距1.0m，柱距0.8m，最大控頂距4.2m，最小控頂距3.2m，放頂步距1.0m。
2、特殊支護：在放頂線采用單體液壓支柱打成叢柱（一窩三柱）、戧柱切頂。在煤壁線采用單體液壓支柱打成貼幫柱進行支護，貼幫柱柱距1.2m。
在上、下安全出口20米範圍內采用單體液壓支柱打成托梁加強支護。
3、回柱放頂：在回柱放頂前必須先打好放頂線的特殊支護，禁止先回後打。支柱卸載時，必須使用回柱器，卸載後的支柱用回柱絞車拉出，回下的支柱必須堆碼整齊，不得影響退路。
4、初次來壓和周期來壓放頂
在初次來壓和周期來壓期間必須在放頂線打雙排叢柱，必要時加打木垛（木垛每6米打一個，呈“井”字形）切頂。
由於目前該礦尚未進行礦壓觀測，暫無礦壓觀測資料，待今後進行礦壓觀測後，利用礦壓觀測資料，進行合理的采場選型設計。
（三）掘進工作麵、交岔點及硐室支護的選擇
1、一般掘進巷道支護型式
本礦井初期開采煤層埋藏較淺，結合鄰近礦區的經驗，認為采用以下常規的支護形式是可行的。
（1）岩層巷道：開拓巷道采用料石镟砌支護型式。
（2）一般煤層巷道：采用工字鋼棚支護。
2、硐室及交岔點
（1）硐室及交岔點：車場巷道采用料石镟砌支護型式。主要硐室采用料石镟、砼或鋼筋砼複合支護。
（2）主要大巷：設計考慮料石镟砌支護型式。
（四）防止頂板事故的措施
1、采煤工作麵頂板事故的防治措施
（1）回采工作麵回采前必須編製作業規程，情況發生變化時，必須及時修改作業規程或補充安全措施。
（2）采煤工作麵必須保持至少兩個安全出口，一個通到回風巷道，一個通到進風巷道。開采三角煤、斷層帶、殘留煤柱或地質構造極為複雜的煤層，不能保持2個安全出口時，必須製定安全措施，並報縣級以上煤炭管理部門審批後，方能按批準後的意見實施。
采煤工作麵所有安全出口與巷道連接處20m範圍內，必須加強支護；在此範圍內的巷道高度不得低於1.6m；安全出口必須設專人維護，發生支架斷梁折柱、巷道底鼓變形時，必須及時更換、清挖。
（3）采煤工作麵的傘簷不得超過作業的規定，不得任意丟失頂煤和底煤，工作麵浮煤必須清理幹淨，支架必須成排成行，保持直線。
（4）采煤工作麵必須經常存有一定數量的支護材料，本設計使用單體液壓支柱，必須備有坑木，其數量、規格存放地點和管理方法必須在作業規程中規定。
采煤工作麵嚴禁使用折損的坑木、損壞的金屬頂梁和失效的單體液壓支柱。在同一工作麵中不得使用不同類型和不同性能的支柱，嚴禁金木混支；在地質條件複雜的采煤工作麵中必須使用不同類型的支柱時，必須分段使用，嚴禁金木混支，並必須製定安全措施。
（5）單體液壓支柱入井前必須逐根進行壓力試驗。單體液壓支柱、金屬鉸接頂梁，在采煤工作麵結束後或使用時間超過8個月後，必須升井進行檢修。檢修好的支柱還必須進行壓力試驗，合格後方能入井使用。
（6）采煤工作麵必須按作業規程的規定及時支護，嚴禁空頂作業，所有支架必須架設牢固，並有防倒措施；支柱必須垂直於頂、底板打設，嚴禁打在浮煤浮矸上；使用單體液壓支柱時，初撐力不得小於90kN，嚴禁在控頂區域內提前摘柱，碰倒或損壞、失效的支柱必須立即恢複或更換。
（7）在開工前，班組長必須對工作麵安全情況進行全麵檢查，確認無危險後，方準人員進入工作麵；在進入采掘工作麵工作前，首先進行敲幫問頂工作，嚴格執行敲幫問頂製度，及時找掉活石懸矸，以免掉落傷人。采煤工作麵采煤機割煤後，必須及時掛梁，及時恢複好被放炮衝倒的支柱，並打好臨時護身頂柱，人員必須在護身頂柱下攉煤，攉完煤及時打好支柱和貼幫柱，嚴格按設計或作業規程規定及時支護，嚴禁空頂作業。
（8）當遇頂板條件變化時，如過斷層、過老巷等必須及時修改《作業規程》，製定有針對性的支護措施。
（9）在回柱卸載時必須使用回柱器卸載，卸載後的支柱必須使用回柱絞車拉出，當回柱絞車運行時，人員不得站在繩道內及容易發生崩繩、崩柱的地方，以免斷繩、斷鉤傷人。指揮回柱絞車的停開必須使用清晰可靠的點鈴信號，信號不清不明時，嚴禁啟動回柱絞車。回柱放頂時，必須站在頂板完整、支護完好的地方進行，回柱前必須事先清退路，以保證退路暢通。
（10）回柱時，放頂人員必須站在頂板完整、支柱完好、無崩繩、崩柱、甩鉤、斷繩抽人等危險的安全地點工作，回柱放頂前必須事先清理好退路，確保退路暢通；回柱放頂時，必須指定有經驗的人員觀察頂板。
（11）支柱打設必須迎山有勁，支柱打設必須成排成行，保證排、柱距不超寬，確保有足夠的支護密度。煤層傾角較大處，采煤工作麵必須采取防倒、防滑的措施：
① 支柱應迎山支護，嚴禁支在浮煤上，要保證支柱有足夠的支撐力。
② 支柱間可采用牢固的撐木或拉杆的方式。
（12）打柱時必須在金屬頂梁上用小板將頂背實，確保不發生漏頂。
（13）加強采掘工作麵的工程質量的檢查和驗收，不合格的支柱必須推倒重來，支柱或支架必須符合《作業規程》的規定。
（14）在回柱放頂前必須先打好放頂線的特殊支護，禁止先回後打，回下的支柱必須堆碼整齊，保證退路暢通。
（15）初次來壓、周期來壓期間的安全措施
①在初次來壓、周期來壓期間必須加強支護，確保有足夠的支護強度和支護密度。在放靠放頂線第一、二排加打叢柱（一窩三柱）、戧柱，每隔一根基本支柱打一叢柱和戧柱，以加強支護。
②在初次放頂期間，必須由礦技術負責人組織人員編製初次放頂措施，初次放頂措施編製好後，必須報縣級煤炭主管部門批準後實施。
③放頂人員必須站在支架完整、無崩繩、崩柱、甩鉤、斷繩抽人等危險的安全地點工作。回柱放頂前，必須對放頂的安全工作進行全麵檢查，清理好退路。回柱放頂時，必須指定有經驗的人員觀察頂板。
④在初次放頂期間，必須派專人跟班，以檢查初次放頂措施的現場落實兌現情況，如發現煤壁片幫、頂板掉碴、頂板下沉量增大等來壓預兆時，必須及時將工作麵所有人員撤至安全地點，隻有待頂板垮落穩定，經安全員檢查無危險後，工作人員方可進入工作麵作業。
⑤在初次來壓或周期來壓期間頂板懸露麵積超過作業規程規定時，必須進行強製放頂，並製定專門強製放頂措施，並報有關主管部門審批後嚴格執行。
⑥在初次來壓、周期來壓期間，現場跟班人員，必須作好原始記錄，並將頂板懸露麵積等情況向礦長報告。如發現問題必須及時向礦長報告，采取措施進行處理。
（16）采麵收尾時的安全措施
①回采工作麵收尾時必須編製安全措施，並報礦技術負責人批準後方可實施。撤出采麵的機械設備，維護好采麵的支柱。
②回采到停采線時要留出支護良好的最小控頂距空間，作為行人和運料用。
③用木垛將上出口維護好，在出口範圍內不得堆放物料，以保證退路暢通。
④回柱順序是由采空區向煤壁，由下向上，回柱工必須由熟悉頂板性質、責任心強的工人擔任，回柱時必須有專人在現場觀察頂板動向，采空區的支柱必須回收幹淨，回出的支柱必須及時運出采麵堆放整齊。
⑤隨著頂板的垮落，工作麵溫度升高，有害氣體積聚，上出口要安設局部通風機加強通風。
（17）在作業過程中必須保持文明生產，杜絕冒險蠻幹；狠反“三違”，嚴禁工人違章作業，幹部違章指揮。
2、掘進工作麵頂板事故的防治措施
（1）掘進工作麵開工前必須編製作業規程，情況發生變化時，必須及時修改作業規程或補充安全措施。
（2）掘進工作麵嚴禁空頂作業，靠近工作麵10m內的支護，在爆破前必須架設牢固；掘進工作麵放炮後，首先恢複好被放炮衝倒、崩壞的支架，之後方可進入工作麵作業，修複支架時必須先檢查頂、幫，並由外向裏逐架進行；出碴前，必須及時打上前探梁作臨時支護，前探梁上必須鋪上挑板，嚴禁空頂作業。
（3）在鬆軟的煤、岩層及地質破壞帶掘進巷道時，必須采取前探支護或其他措施；在堅硬和穩定的煤、岩層中，確定巷道不設支護時，必須製定安全措施。
（4）支架間應設牢固的撐木或拉杆，支架與頂幫之間的空隙必須塞緊、背實。巷道錨噴時，镟體與頂幫之間必須采用不燃物充滿填實，巷道冒頂部份，可用支護材料接頂，但在镟拱上部必須充填不燃物墊層，其厚度不小於0.5m。
（5）更換巷道支護時，在拆除原有支護前，應先加固臨近支護，拆除原有支護後，必須及時除掉頂幫活矸和架設永久支護，必要時還必須采取臨時支護措施；在傾斜巷道中，必須有防止矸石、物料滾落和支架歪倒的安全措施。
（6）掘進巷道在揭露老空前，必須製定探查老空的安全措施，在揭露老空時，必須將人員撤到安全地點，隻有經過檢查，證明老空的水、瓦斯和其他有害氣體等無危險後，方可恢複工作。
（7）在延深下山時，必須在下山的上口設置防止跑車裝置，在掘進工作麵的上方設置堅固的跑車防護裝置，跑車防護裝置與掘進工作麵的距離為20m；斜井（巷）施工期間兼作行人道時，必須每隔40m設置躲避硐並設紅燈，設有躲避硐的一側必須有暢通的人行道。上下人員必須走人行道，行車時紅燈亮，行人立即進入 躲避硐，紅燈滅後，方可行走。
（8）由下向上掘進25度以上的傾斜巷道時，必須將溜煤（矸）道與人行道分開，防止煤（矸）滑落傷人。人行道應設扶手、梯子和信號裝置。斜巷與上部巷道貫通時，必須有安全措施。
（五）采區巷道支護形式
對采區服務年限較長的巷道，如絞車房、水泵房等采用錨噴、或砌牆、架礦工鋼支護的形式。
對服務年限較短的巷道，如回采工作麵回風巷、運輸巷，采用原木架棚支護。
三、堅硬頂板垮落災害防治措施
本礦區一般不存在堅硬頂板威脅，故在此暫不考慮，若遇有堅硬頂板情況，在工作麵中采取強製放頂措施，以防大麵積冒頂事故的發生。
第二節 開采衝擊地壓煤層的措施
本礦區內無衝擊地壓的曆史記錄，衝擊地壓開采造成的影響暫不考慮，但在巷道布置時就盡量避開應力集中區，掘進和采煤時也應注意應力集中的影響。
第三節 爆炸材料庫
一、 地麵爆炸材料庫
1、 服務範圍：平山煤礦為滿足生產要求在地麵設爆炸材料庫（由於井型小，不設井下爆炸材料庫），主要為平山煤礦井下服務。
2、 位置：根據赫章縣公安局派出所指定的爆炸材料庫位置，將爆破材料庫設在礦區工業廣場之外，距工業場地約350m。
3、 容量：根據《煤礦安全規程》第300條規定，平山煤礦爆炸材料庫容量，最多不能超過10天的實際用量，即儲存量炸藥不得超過1.2噸，雷管不得超過6000發。
平山煤礦炸約庫的設計容量為炸藥1.0噸，雷管5000發，采用半埋地式庫房。
炸藥庫和起爆器材庫之間的最小距離不得小於20m。
爆破器材庫位置選擇在工業場地西北麵山溝地帶，附近無居民，距工業場地350m，滿足國家標準GB6722--86《爆破安全規程》中8.5.1.d規定地麵爆破器材庫或藥堆至住宅或村莊邊緣的最小距離不小於300m(存藥量<5噸)的規定。現有公路相通，交通運輸和使用都很方便。
爆炸材料庫設在地麵，井下不設爆炸材料庫。
4、 外部安全距離
根據派出所指定的爆炸材料庫位置設立。距工業場地約350m。
5、 安全防範措施
1)．爆破器材庫房屋結構安全措施
(1)、爆破器材庫應為平房，房屋宜為鋼筋混凝土梁柱承重，牆體應堅固、嚴密和隔熱，並注意合理的方位。
(2)、爆破器材庫的門應為兩層，向外開，外層門應為鐵皮包覆的耐火門，裏層門應為柵欄門，儲存雷管的房屋應為金屬絲網門；門到庫房內任一點的距離不得超過15m，門的寬度不得小於1．4m，高度不得小於2.1m；門的外麵宜設門鬥，其麵積不得小於6m2。
(3)、庫房應具有足夠的采光通風窗，庫房采光比為二十五分之一至三十分之一，窗門為三層，外層為包覆鐵皮的板窗門，內層為鐵柵欄；采光窗台距地板高度不小於1．8m，地板下應設金屬網通風窗。
(4)、庫房內掙高不得小於3m：。
(5)、庫房地麵應平整、結實、無裂縫，防潮、防腐蝕，不得有鐵器之類的東西表露，雷管庫房的地板應鋪軟墊。
(6)、庫房采用鋼筋混凝土屋蓋，房頂應有隔熱層。
2)．爆破器材庫消防設施
(1)、庫區內修建高位水池，蓄水池容量為50m3。
(2)、消防水池距庫房的距離不大於lOOm。
3)．爆破器材庫區的交通措施
(1)、汽車運輸時速不得超過10km，庫房裝卸點的道路，冬季應有防滑措施；
(2)、庫區主要運輸道路的縱坡坡度不宜大於6%。
4)．爆破器材庫區的照明安全措施
(1)、供電危險等級按1類供電場所設計，輔助建築物按一般供電場所設計。
(2)、從庫區變壓器到各庫房的外部線路應采用鎧裝電纜埋地敷設或掛設，外部電氣線路禁止通過危險庫房的上空；
(3)、庫房內禁止安裝電燈照明，可自然采光或在庫房外安設探照燈進行探照燈進行投射采光；
(4)、用移動式照明時，隻準使用安全手電筒，汽油安全燈，禁止使用電網供電的移動手提燈。
(5)、電源開關和 保險器應設在庫房外麵，並裝在配電箱中。
5)．爆破器材庫區的通訊安全措施
庫區門衛通過電話直接和礦部總機聯係，庫區值班室與各崗樓之間應有光、音響聯係。
6)．爆破器材庫區的防雷裝置
爆破器材庫按一類建築物的防雷保護進行設計。必須采取妥善的防雷措施，以防止直接雷擊，雷電感應和雷電波的侵入。
(1)、防止直擊雷，采用獨立避雷針保護，其接地電阻不大於10歐姆。各庫房必須完全位於避雷針的保護範圍以內。
(2)、防止感應雷，在屋麵上明裝避雷網保護，其接地電阻不大於4歐姆，並將庫房所有金屬體接地與接地裝置相連。
(3)、避雷針、避雷帶、引下線應鍍鋅或刷漆。
(4)、避雷帶的引下線在距地麵1.8處設斷線卡。
(5)、接地網埋設距牆1.5m，埋深0.8m，為了減少跨步電壓，出入口及人行道處應距牆3m，埋深1m。
(6)、防雷裝置的所有接點，均應焊接。
7)．爆破器材的收發和存儲安全措施
(1)、新購進的爆炸材料應逐箱(袋)檢查包裝是否完好，並按規定做性能檢查。應建立收發流水帳，三聯式領用單和退料單製度，定期核對，做到帳物相符。按出廠日期和有效期的先後順序發放使用，對變質和性能不詳的爆破器材，不準發放。應在單獨的發放間發放和開箱，嚴禁庫內發放和開箱，開箱時不得使用產生火花的工具。嚴禁穿鐵釘鞋和易產生靜電的化纖衣服進入庫房和發放間。
(2)、雷管必須放在貨架上，箱(袋)禁止迭放，箱子距貨架上層板的距離不得小於 4cm，貨架寬度不得超過兩個包裝箱(袋)的寬度，貨架之間的距離不得小於1.3m，貨架離牆的距離不得小於20cm。其它爆破器材應堆放在墊木上，各堆間距不小於1．3m，堆離牆的距離不得小於20cm，堆高不超過I．6m。庫房內不得存放與管理無關的工具和雜物；庫房內必須整潔、防潮，通風良好，杜絕鼠害。
8)．爆破器材庫區的警戒
庫區必須晝夜設警衛，加強巡邏，嚴禁無關人員入庫區。報警裝置、通訊、防雷裝置應每季檢查依次。發現爆破器材丟失、被盜，必須及時報告所在地的公安機關。
本節其餘未盡事宜遵照《煤礦用爆破器材管理規定》、《煤礦安全規程》和《爆破安全規程》執行。
1）庫房必須設置在幹燥的地方，並應有良好的通風及防潮設施。
2）庫房周圍，必須圍牆或鐵絲網，其高度不得少於2m，圍牆或鐵絲網距庫房的距離不得小於5m，並有人晝夜值班看守。
3）必須裝設防雷電設備，即安裝避雷器。
4）炸藥箱下必須加有200mm以上的墊木。
5）炸藥和雷管必須分開存放，存放間距不得小於25m。
6）爆炸材料庫周圍25m範圍內，不得用明火取暖，照明必須用防爆燈。
7）接觸爆炸材料的人員，必須穿棉布式抗靜電衣服，嚴禁穿化纖衣服。
二、火工品現場使用和管理
(1)采、掘工作麵部必須使用取得產品許可證的煤礦許用炸藥和煤礦許用雷管。使用煤礦許用毫秒電雷管時，最後一段的延期時間不得超過130毫秒。
(2)采、掘工作麵應采用毫秒爆破。在掘進工作麵必須全斷麵起爆，在采煤工作麵嚴禁使用2台放炮器同時進行放炮。
(3)炮眼封泥應用水炮泥，水炮泥外剩餘的炮眼部分，應用粘土炮泥封實。
(4)炮眼封泥嚴禁用煤粉，塊狀材料或其它可燃性材料，無炮泥或不實的炮眼，嚴禁放炮。封泥長度必須符合《煤礦安全規程》第329條的規定。
(5)炮眼內發現異狀、溫度驟高驟低、有顯著瓦斯湧出、煤岩鬆散、透老空等情況時，不準裝藥放炮。
(6)放炮母線、連接線和電雷管腳線必須相互扭緊並懸掛，不得同軌道、金屬管、鋼絲繩等導電體相接觸。嚴禁使用固定放炮母線。
(7)在放炮地點20m內，有礦車、未清除的煤、矸或其它物體阻塞巷道1/3以上時，不準裝藥放炮。
(8)處理瞎炮(包括殘炮)必須在班組長直接指導下進行，並應在當班處理完畢。如果當班未能處理完畢，放炮員必須同下一班放炮員在現場交接清楚。
(9)放炮時，應采用正向起爆。
(10) 放炮必須嚴格執行“一炮三檢查”(裝藥前、放炮前、放炮後)和“三人連鎖放炮”(放炮員、班組長、瓦檢員)製度，嚴禁采用糊炮、明火放炮和一次裝藥多次放炮。
(11)向工作麵運送炸藥時，必須使用炸藥箱，並上鎖，且將炸藥和雷管分開存放，用剩的炸藥必須及時交回炸藥庫，不得亂丟亂放。
三、預防放炮崩人的措施
⑴爆破前，班組長必須親自布置專人在警戒線和可能進入爆破地點的所有通路上擔任警戒工作。警戒人員必須在安全地點警戒。警戒線處應設置警戒牌、欄杆或拉繩。
①爆破前，班組長必須親自布置專人在警戒線和可能進入爆破地點的所有通路上擔任警戒工作。
②必須指定由責任心強的人當警戒員，不能由未經培訓的工人擔任，也不準許爆破工兼任。
③警戒員必須在有掩護的安全地點進行警戒。警戒線必須超過作業規程規定的避炮安全距離。
④警戒線處應設置警戒牌、欄杆或拉繩。
⑤警戒員應佩戴紅色袖標，禁止其他人員進入放炮地點。
⑥警戒員不準兼做其他工作，不準擅自脫崗，不準打盹睡覺、打鬧。
⑦一名警戒員不準同時警戒兩個通路。
⑧一般貫通巷道相距20m，要實行單向掘進，每次爆破前，都必須派專人警戒，並設攔杆。
⑨爆破地點較遠或上、下山與平巷貫通，要多派一個人去，待警戒員就位後，此人返回通知班組長，才能下令爆破。此人未返回之前不準下令爆破。
⑩爆破後，警戒員要接到口頭通知後才能撤回，不準事先約好某種信號（如聽幾次炮響、敲幾下煤壁）便私自撤回。
⑵爆破工必須最後離開爆破地點，並必須在安全地點起爆。起爆地點到爆破地點的距離必須在作業規程中具體規定。
⑶發爆器的把手、鑰匙或電力起爆接線盒的鑰匙，必須由爆破工隨身攜帶，嚴禁轉交他人。不到爆破通電時，不得將把手或鑰匙插入發爆器或電力起爆接線盒內。爆破後，必須立即將把手或鑰匙拔出，摘掉母線並扭結成短路。
⑷爆破前，腳線的連接工作可由經過專門訓練的班組長協助爆破工進行。爆破母線連接腳線、檢查線路和通電工作，隻準爆破工一人操作。
爆破前，班組長必須清點人數，確認無誤後，方準下達起爆命令。
爆破工接到起爆命令後，必須先發出爆破警號，至少再等5s，方可起爆。
裝藥的炮眼應當班爆破完畢。特殊情況下，當班留有尚未爆破的裝藥的炮眼時，當班爆破工必須在現場向下一班爆破工交接清楚。
⑸通電以後拒爆時，爆破工必須先取下把手或鑰匙，並將爆破母線從電源上摘下，扭結成短路，再等一定時間（使用瞬發電雷管時，至少等5min；使用延期電雷管時，至少等25min），才可沿線路檢查，找出拒爆的原因。
⑹處理拒爆、殘爆時，必須在班組長指導下進行，並應在當班處理完畢。如果當班未能處理完畢，當班爆破工必須在現場向下一班爆破工交接清楚。
處理拒爆時，必須遵守下列規定：
①由於連線不良造成的拒爆，可重新連線起爆。
②在距拒爆炮眼0.3m以外另打與拒爆炮眼平行的新炮眼，重新裝藥起爆。
③嚴禁用鎬刨或從炮眼中取出原放置的起爆藥卷或從起爆藥卷中拉出電雷管。不論有無殘餘炸藥嚴禁將炮眼殘底繼續加深；嚴禁用打眼的方法往外掏藥；嚴禁用壓風吹拒爆（殘爆）炮眼。
④處理拒爆的炮眼爆炸後，爆破工必須詳細檢查炸落的煤、矸，收集未爆的電雷管。
⑤在拒爆處理完畢以前，嚴禁在該地點進行與處理拒爆無關的工作。
四、爆破器材庫區的防雷裝置
爆破器材庫按一類建築物的防雷保護進行設計。必須采取妥善的防雷措施，以防止直接雷擊，雷電感應和雷電波的侵入。
1）防止直擊雷，采用獨立避雷針保護，其接地電阻不大於2Ω。庫房必須完全位於避雷針的保護範圍內。
2）防止感應雷，在屋麵上明裝避雷網保護，其接地電阻不大於2Ω，並將庫房所有金屬體接地與接地裝置相連。
3）避雷針、避雷帶、引下線應鍍鋅或刷漆。
4）避雷帶的引下線在距地麵1.8m處設斷線卡。
5）接地網埋設距牆1.5m，埋深0.8m，為了減少跨步電壓，出入口及人行道處應距牆3m，埋深1m。
6）防雷裝置的所有接點，均焊接。
第四節 提升運輸事故防治措施及裝備
一、提升事故的防治措施及裝備
(一) 提升設備
本礦采用斜井開拓方式，在副斜井設置一套提升設備進行單鉤串車提升，完成矸石和設備、材料提升和下放任務。
1、設計依據
⑴ 提升傾角7°，提升長度430m，車場為甩車場；
⑵ 工作製度：年工作日為330d，每天三班運輸；
⑶ 運輸量：矸石15噸/班，材料8車/班；
⑷ 運輸容器：1t翻鬥式礦車(MF1.0—6)，自重565kg；1ts材料車(MC1—6B)自重515kg；
⑸ 每天運輸時間：16h。作輔助提升。
2、選型計算
⑴ 提升斜長
L＝LX＋LD＝430＋30＝460(m)
式中：LX——副斜井長度(m)；
LD——車場長度，取30m。
⑵ 一次提升循環時間：
TX＝2L/VP＋80＝(2×460)/1.45＋80＝716(s)
式中：VP——提升速度，取1.45m/s。
⑶ 一次性提升量
① 小時提升量
按矸石45噸/天，材料24車/天；
AX＝（1.2×1.2×A）/（16）
＝（1.2×1.2×69）/（16）
＝6.21（t）
式中：A——礦井年產量（t/a）；
1.2——提升不均衡係數；
1.2——提升能力富裕係數；
16——日提升小時數。
② 一次提升量
Q＝（AX×T）/3600＝（6.21×716）/3600＝1.24（t）
⑷ 一次提升礦車數
① 按產量要求計算礦車數
Z1＝Q/（ψ×γ×VC）＝1.24/（0.9×1.80×1.0）＝0.72（輛）
式中：ψ——裝載係數，取0.9；
γ——矸石的散集密度（t/m3），取1.80；
VC——礦車容積（m3），1.0。
通過計算，一次提升礦車數Z1取1輛。
② 按連接器強度計算車數：
Z2≤
≤10(個)
故確定每次提1個礦車合適。
3、提升鋼絲繩選擇
⑴ 鋼絲繩繩端荷重Q端
Q端＝Z1（G1＋G2）（sinβ＋f1cosβ）
＝1（565＋1800）（sin7°＋0.015cos7°）
＝323.4（kg）
式中：G1——容器自重（kg）；
G2——荷載重量（kg）；
f1——提升容器運動時的阻力係數，f1取0.015；
⑵ 鋼絲繩長度
LC＝L+50
＝510（m）
⑶ 鋼絲繩單位長度的重量計算
PK＝Q端/〔1.1σB/ma－LC（sinα＋f2cosα）〕
＝323.4/〔1.1×12500/6.5－510（sin7°＋0.3cos7°）〕
＝0.1700kg/m
f2——鋼絲繩運動時的阻力係數，f2取0.3。
選用圓股鋼絲繩：6股7絲鋼絲繩，d＝15.0mm，PK＝1.0125kg/m。
⑷ 鋼絲繩驗算
按下式進行驗算安全係數：
m＝QZ/Qmax＝QZ/〔Q端＋1.26×510（sin7°＋0.3cos7°）〕
＝18500/〔323.4＋1.26×510（sin7°＋0.3cos7°）〕＝31.2＞6.5
式中：QZ——鋼絲繩破斷拉力總和（kg）；
m——安全係數
經驗算滿足安全要求。
4、提升絞車選型
⑴ 提升絞車選型
根據以上計算結果，副斜井選用JT-1.0×0.8型防爆絞車，繩速VP＝1.5m/s，最大張力Fmax＝25kN；配套電機功率：45kW、660v；主機生產廠家配套供給電控設備。
一次提升矸石礦車數：1個礦車。
⑵ 絞車強度計驗算
Fe＝Z1（G1＋G2）（sinβ＋f1cosβ）＋PLc（sinβ＋f2cosβ）
＝1865kg=18.3kN
Fe＜Fmax，所以，所選絞車符合要求。
⑶ 提升絞車配套電機驗算
N＝K•Qmax•VP/（102η）
＝（1.1×1865×1.5）/（102×0.90）
＝33.5kW
式中：N——電動機所需最低功率，kW；
Qmax——提升最大荷載，kg；
η——傳動效率，取0.90。
(4) 滾筒直徑選擇
D≥80d=80×15.0=1200mm
選擇滾筒直徑1200mm。
經驗算滿足安全要求。
5、選型結果
⑴ 根據以上選型計算結果，設計選用JT-1.2×1.0型防爆絞車，繩速VP＝1.5m/s，最大張力Fmax＝25kN；配套電機功率：45kW、660v；主機生產廠家配套供給電控設備。
⑵ 選用圓股鋼絲繩：6股7絲鋼絲繩，d＝15.0mm，PK＝1.0125kg/m。
(二)礦井可能產生的提升事故
①斷繩，②過卷，③跑車。
(三)防治提升事故的主要措施
1）各種保護裝置：
提升裝置必須裝設下列 保險裝置，並符合下列要求：
（1）防止過卷裝置：
當提升容器超過正常終端停止位置(或出車平台)0.5m時，必須能自動斷電，並能使 保險閘發生製動作用。
（2）防止過速裝置。
當提升速度超過最大速度15%時，必須能自動斷電，並能使 保險閘發生作用。
（3）過負荷和欠負荷保護裝置。
（4）限速裝置：
提升速度超過3m/s的提升絞車必須裝設限速裝置，以保證提升容器到達終端位置時的速度不超過2m/s。
（5）深度指示器失效保護裝置：
當指示器失效時能自動斷電並使保險閘發生作用。
（6）閘間隙保護裝置：
當閘間隙超過規定值時，能自動報警或自動斷電。
（7）鬆繩保護裝置：
本礦選用的提升機，必須設置鬆繩保護裝置並接入安全回路和報警回路，在鋼絲繩鬆馳時能自動斷電並報警。
（8）減速功能保護裝置：
當提升容器到達設計減速位置時，能示警並開始減速。
防止過卷裝置、防止過速裝置、限速裝置和減速保護裝置應設置為相互獨立的雙線型式。
2）其他防治措施：
（1）每天必須檢查提升鋼絲繩、絞車、連接裝置、過卷裝置、製動閘和自動保險裝置等，發現問題必須及時處理。
（2）鋼絲繩頭必須纏接並用卡繩裝置，繩孔不得有稅利的邊緣，綱絲繩的彎曲不得形成銳角。
（3）提升絞車安設後必須按《煤礦安全規程》（2006版）驗收合格後方可投入使用。
（4）下部車場設有信號和躲避硐室，上部車場設置阻車器。阻車器平時關閉，放車時方準打開。采區運輸、材料上山必須設置躲避硐及防跑車裝置，井巷相交地點須設置路標，安全出口須經常清理和維護。
（5）傾斜井巷內使用串車提升時，必須遵守下列規定：
①在傾斜井巷內安設能夠將運行中斷繩、脫鉤的車輛阻止住的跑車防護裝置。
②在各車場安設能夠防止帶繩車輛誤入非運行車輛或區段的阻車器。
③在上部平車場入口安設能夠控製車輛進入摘掛鉤地點的阻車器。
④在上部平車場接近變坡點處，安設能夠阻止未連掛的車輛滑入斜巷的阻車器。
⑤在變坡點下方略大於一列車長度的地點，設置能夠防止未連接的車輛繼續往下跑車的擋車欄。
⑥在各車場安設甩車時能發出警號的信號裝置。
⑦上述擋車裝置必須經常關閉，放車時方準打開。兼作行駛人車的傾斜井巷，提升人員時，傾斜井巷中的擋車器和跑車防護裝置必須是常開狀態，並可靠地鎖住。
（6）提升裝置必須有聲光兼備的信號裝置。井底車場和井口之間，井口和絞車房之間除有信號裝置外，還必須有直通電話。
（7）嚴禁蹬鉤和礦車內乘人。行車時，應發出聲光警示信號嚴禁行人。
（8）有提升裝置的斜巷，堅持“行人不行車，行車不行人”的原則。
（9）提升鋼絲繩應按期檢查，發現問題及時更換。
（10）設置防跑車裝置並保證其可靠運行。
二、運輸設備
主斜井采用膠帶運輸機運輸。
1、 已知設計參數
工作製度：330天/年，16h/d，
煤的散碎密度r=1.1kg/m3，
煤的塊度：0—200mm，
運量：9萬t/a；
2、設計參數的選取
膠帶運輸機小時運輸能力30t/h；
煤的塊度：0—200mm；
原煤動堆積角20º；
承載托輥的槽角，35 º；
托輥的間距：上托輥的間距1200mm，下托輥的間距2000mm；
輸送帶速度，1.6m/s；
3、膠帶機的計算
（1）膠帶寬度的確定
根據物料的塊度、輸送量、帶速等條件，選用650mm。
（2）由帶寬、帶速驗算輸送機的能力
Q=S×γ×V×K
式中 Q---運輸能力，t/h；
S---物料斷麵， 取0.0525m2；
γ---物料運行的散碎密度，1.1t/m3；
K---物料運行的速度，即輸送帶速度，1.6m/s；
V ---傾角係數，查表，傾角10º時，取1
Q=0.0525×1.6×1×1100=92.4 t/h
(3)驅動力及所需傳動功率計算
1)傳動滾筒上所需圓周驅動力
Fv=C×f×L×g×｛qro＋qru＋(2qB＋qG)｝＋qG×H×g＋Fs1＋Fs2
式中Fv ---圓周驅動力，N；
C----裝載係數，1.03；
f-----模擬摩擦係數，0.022；
L-----輸送機長度，800m；
g-----重力加速度,，m/s2；
qRO----呈載分支托輥每米長旋轉部分的質量，kg/m；
查表,計算為6.875 kg/m
qRU----回程分支托輥每米長旋轉部分的質量，kg/m；
查表,計算為2.013 kg/m
qB-----每米長輸送帶質量，m；
查表,計算為9.12 kg/m
qG--每米長輸送物料的質量，m；
計算為11.2 kg/m
H------輸送帶卸料段與裝料段的高差,m H=0
Fs1-----特種主要阻力, 主要為導料槽阻力,N
查表,計算為42.34 N
Fs2----特種附加阻力,主要為清掃器阻力,N
查表,計算為1210N
Fv=1.03×0.022×800×9.8×｛6.875＋2.013＋(2×9.12＋11.2)｝＋0＋42.34＋1210
=8062 N
2)傳動功率的計算
傳動滾筒軸功率PA=FU×V=8062×1.5=12092 W
=12.1W
驅動電動機軸功率PM=PA/0.85=12.1/0.85=14.3 W
查表,選主斜井膠帶運輸機的傳動滾筒為直徑:800 mm, 電動機2×22km。
三、運輸事故的防治措施及裝備
1.本礦選用的主要運輸設備
運矸：MG1.1-6A 型礦車，運材料：MP9－6型平板車，運煤：刮板運輸機運輸和皮帶。
工作麵：刮板運輸機運輸。
采麵運輸巷：礦車運輸。
副斜井：絞車提升。
主斜井：膠帶運輸機
2.礦井運輸中可能發生的事故
刮板輸送機斷鏈、連接刮板鏈傷人、乘坐刮板鏈傷人;車輛運行中碰撞、掉道、傷人、觸電等事故。膠帶運輸機著火(見第五章第三節)、斷帶、打滑、連接輸送帶傷人、乘坐輸送帶傷人、撕裂輸送帶等。
3.防治運輸事故的主要措施
(1)、井下運輸設備的正確選擇
井下使用的運輸設備必須是由正規廠家生產，符合煤礦使用標準的防爆合格產品。必須使用阻燃輸送帶,帶式輸送機托輥的非金屬材料零部件和包膠滾筒的膠料,其阻燃性和抗靜電性必須符合有關部門規定
(2)、巷道內應有充分的照明。
(3)、必須裝設驅動滾筒防滑保護、堆煤保護和防跑偏裝置。
(4)、應裝設溫度保護、煙霧保護和自動灑水裝置。
(5)、在主要巷道內安設的帶式輸送機還必須裝設:
1)) 輸送帶張緊力下降保護裝置和防撕裂保護裝置。
2)) 在機頭和機尾防止人員與驅動滾筒相接觸的防護攔。
(6)傾斜巷道內使用的帶式輸送機,上運時,必須同時裝設防逆轉裝置和製動裝置;下運時,必須裝設製動裝置。
(7)、液力偶合器嚴禁使用可燃性傳動介質(調整液力偶合器不受此列)。
(8)、帶式輸送機巷道中的行人跨越帶式輸送機處應設過橋。
(9)、帶式輸送機應加設軟啟動裝置,下運帶式輸送機應加設軟製動裝置。
(10)、巷道安設帶式輸送機時,輸送機與巷道幫的距離不小於0.5m,輸送機機頭與機尾處與巷道幫的距離不小於0.7m,另一幫必須留設不小於0.8m的人行道。
(11)、大巷及井底車場的‘信、集、閉”係統必須齊全、完整、安全、可靠。
(12)、軌道和道岔
本礦主要運輸巷道鋪設600mm軌距15kg／m鋼軌混凝土軌枕。
礦上應進行運輸係統軌道線路設計，軌道的鋪設必須符合以下規定：扣件必須齊全、牢固並與軌型相符，軌道接頭的間間隙不得大於5mm，高低和左右錯差不得大於2mm：直線段2條鋼軌頂麵的高低差，以及曲線段外軌按設計加高後與內軌頂麵的高低偏差，都不得大於5mm：直線段和加寬後的曲線段軌距上偏差為+5mm。下偏差為-2mm；在曲線段內設置軌距拉杆：軌枕的規格及數量要符合標準要求，間距偏差不得超過50mm，道碴的粒度及鋪設厚度要符合標準要求，軌枕下應搗實，對道床要經常清理，無雜物、無浮煤、無積水；同一線路使用同一型號鋼軌。
道岔應滿足設計要求，道岔鋼軌型號不得低於線路鋼軌型號。
(13)、防止運輸巷道內瓦斯積聚
加強運輸巷道內局部冒高點的處理和巷道支護，礦車的停放、材料的堆放等不應影響巷道的通風，防止瓦斯積聚。
(14)、嚴格的行人管理和躲避硐
1))、運輸巷道內必須設計人行道，其寬度符合設計規定，並在適應位置設置躲避硐，以保證行人安全。
2))、嚴禁使用礦車、材料車和平板車運送人員。
3))、行人不能在軌道上行使，必須隨時注意是否有車輛通過，在需要橫跨軌道時一定要看清沒有來車確保安全的情況下快速通過。巷道中行人，必須走人行道。
在水平運輸巷的人行道一側設置躲避硐，2個躲避硐之間的距離不得超過40m，躲避硐寬度不得小於1.2m，深度不得小於0．7m，高度不得小於1．8m，躲避硐內嚴禁堆積物料。
（15）嚴禁人員在刮板運輸機、皮帶上行走，嚴禁人員乘坐刮板運輸機，刮板運輸機液力聯軸器必須使用防護罩。
（16）用刮板運輸機送物料時必須製定安全措施，報礦總 工程師或技術負責人審批後嚴格執行。
（17）刮板運輸機的機頭、機尾必須打上牢固可靠的壓穩頂柱或地錨。
（18）人力推車時，必須遵守下列規定
① 1次隻準推1 輛車。嚴禁在礦車兩側推車。同向推車的間距，在軌道坡度小於或等於5‰時，不得小於10m；坡度大於5‰時，不得小於45m。巷道坡度大於7‰時，嚴禁人力推車。
② 推車時必須時刻注意前方。在開始推車、停車、掉道、發現前方有人或有障礙物、從坡度較大的地方向下推車、以及接近道岔、彎道、巷道口、風門、硐室出口時，推車人必須及時同出警號。
③ 嚴禁放飛車
（19）在延深斜井、下山時，必須在斜井、下山的上口設置防止跑車裝置，在掘進工作麵的上方設置堅固的跑車防護裝置，跑車防護裝置與掘進工作麵的距離為20m；斜井（巷）施工期間兼作行人道時，必須每隔40m設置躲避硐並設紅燈，設有躲避硐的一側必須有暢通的人行道。上下人員必須走人行道，行車時紅燈亮，行人立即進入 躲避硐，紅燈滅後，方可行走。
（20) 嚴格的行人管理和躲避硐
①主斜井內必須設計人行道，其寬度符合設計規定，並在適應位置設置躲避硐，以保證行人安全。
②嚴禁使用礦車、材料車和平板車運送人員。
③行人不能在軌道上行使，必須隨時注意是否有車輛通過，在需要橫跨軌道時一定要看清沒有來車確保安全的情況下快速通過。巷道中行人，必須走人行道。
④在水平運輸巷及付斜井的人行道一側設置躲避硐，2個躲避硐之間的距離不得超過40m，躲避硐寬度不得小於1.2m，深度不得小於0．7m，高度不得小於1．8m，躲避硐內嚴禁堆積物料。
（21）處理掉道礦車的防範措施
⑴ 處理掉道礦車時，人員不得站在礦車的兩側和下方。
⑵ 處理掉道礦車時，不得隨意起動絞車。
⑶ 用絞車拖動掉道礦車時，人員必須離開礦車進入躺避硐，人員不得站在繩道內，指揮絞車的停開必須有清晰可靠的點鈴信號。
⑷ 處理掉道礦車時，如是重車，必須先把物料卸下，放置在安全地點，再處理掉道礦車。
（22）預防串車脫節的措施
⑴ 運送物料時，開車前把鉤工必須檢查牽引車數、各車的連接和裝載情況。牽引車數超過規定，連接不良或裝載物料超重、超高、超寬或偏載嚴重有翻車危險時，嚴禁發出開車信號。
⑵ 斜巷使用的連接裝置的性能指標和投用前的試驗，必須符合下列要求：
① 各類連接裝置主要受力部件以破斷強度為準的安全係數必須符合下列規定：
a．專為升降人員或升降人員和物料的提升容器的連接裝置，不小於13；
b．專為升降物料的提升容器的連接裝置，不小於10；
c．礦車的車梁、碰頭和連接插銷，不小於6；
② 各種環鏈的安全係數，必須以曲梁理論計算的應力為準，並同時符合以下2項要求：
a．按材料屈服強度計算的安全係數，不小於2.5；
b．以模擬使用狀態拉斷力計算的安全係數，不小於13。
③ 各種連接裝置主要受力件的衝擊功必須符合下列規定：
a．常溫（15℃）下大於或等於100J；
b．低溫（－30℃）下大於或等於70J。
④ 各種保險鏈以及礦車的連接環、鏈和插銷等，必須執行下列規定：
a．批量生產的，必須做抽樣拉斷試驗，不符合要求時不得使用；
b．初次使用前和使用後每隔2年，必須逐個以2倍於其最大靜荷重的拉力進行試驗，發現裂紋或永久伸長量超過0.2%時，不得使用。
⑶ 在提放串車前，必須檢查礦車之間的連接裝置是否連好，並必須使用好保險尾繩。
三、其它事故防治措施及裝備
1．采區小絞車運輸事故的防治措施
①使用小絞車運輸的巷道高、寬度必須滿足設計或作業規程中的規定，巷道嚴格按中線施工；
② 設置小絞車硐室的必須按規定設置絞車硐室。其規格、尺寸必須在作業規程或安全措施中作明確規定。
③小絞車必須靈敏可靠，並在小絞車運輸線上設置紅綠燈，紅燈亮時進入躲避硐，禁止人員通行，綠燈亮時方可行人，小絞車司機必須聽清信號方可啟動絞車。
④《煤礦安全規程》中之有關規定設置“跑車防護裝置”，並保證其可靠運行。
⑤在運輸斜巷的上口和下部都必須設置牢固可靠的擋車器。
⑥嚴格執行“行人不行車、行車不行人”製度。
2.區段煤倉事故的防治措施
本礦在開采二采區時，在一采區下部設置煤倉。
1、煤倉上口必須安設篦子，篦子規格為：300×300（mm），防止大塊煤矸進行煤倉和人員墜入煤倉；
2、、煤倉上口必須安設護攔，並設警示牌，防止人員墜入煤倉；
3、必須設有滿倉保護和煤位保護；
4、工作人員砸煤倉大塊，必須一人監護，另一人栓可靠的保險繩後進入煤倉上口工作；
5、煤倉內必須隨時保證有存煤，不得放空。；
6、嚴禁煤倉兼作流水道；
7、檢查煤倉和處理堵塞時，必須製定安全措施；
8、采用爆破方法處理卡在煤倉中的煤矸時，必須遵守下列規定：
（1）必須采用取得煤礦礦用產品安全標誌的用於煤倉的煤礦許用剛性被筒炸藥或不低於該安全等級的煤礦許用炸藥；
（2）每次爆破隻準使用1個煤礦許用雷管，最大裝藥量不得超過450g；
（3）爆破前必須檢查煤倉內堵塞部位的上部和下部空間的瓦斯。
10、煤倉下口放煤時，速度要均勻，防止失去控製後，煤流埋人；煤嘴卡煤後，必須兩人配合處理，一人撬煤，一人扶把。
第五節 電氣事故防治措施
一、井下電氣設備的選擇
1）供電電源概述
該礦一回路電源由平山鄉10kv變電站引入礦區，供電距離約0.8公裏；另一回路由野馬川鎮10kv變電所引入礦區，供電距離約1.1公裏；供電較為方便，能保證礦井正常生產。
2）電壓
地麵高壓為10KV，地麵低壓為380V、220V，井下低壓為380V，127V。
3）電力負荷
平山礦井生產能力為9萬噸/a，斜井開拓，全礦安裝設備38台(件)，其中工作設備32台(件)；設備總容量643.8kw，其中工作容量466.8kw；計算有功負荷為380.8kw，無功負荷342.2kvar，視在負荷471.4kVA，礦井年耗電2119500kwh，綜合電耗為26.2kw•h/t煤。礦井電力負荷統計見表7-5-1。
4) 送變電方式
根據礦井電力負荷計算結果，考慮後期用電設備的增加，設計安裝一台變壓器中性點接地，為S9-315/10/0.4變壓器供地麵設備、地麵用電和照明，一台變壓器中性點接地，為S9-100/10/0.4變壓器供地麵風機、瓦斯泵的二回路；設計安裝兩台變壓器，變壓器中性點不接地，一台KS9-400/10/0.4變壓器向井下用電設備供電；一台KS9-100/10/0.4變壓器向井下掘進頭局扇供電。
5）井下供配電
由地麵低壓配電室經主井向井下設備供電，各配電點及電纜由隔爆低壓饋電開關引出。
井下用電設備共安裝26台（件），設備總容量為371.8kw，其中工作容量269.8kw，計算有功負荷為214.8kw。
對掘進工作麵的低壓供電係統均采用“風電、瓦斯電閉鎖”，局扇采用專用變壓器、專用開關、專用電纜供電，每天應有專人檢查1次，保證局部通風機可靠運轉。井下絞車硐室等處設固定照明。
在井下排水溝中埋設一塊主接地極，掘進頭、采麵運輸巷等處低壓配電點各設一塊接地極，所有設備金屬外殼均采用24×4鍍鋅扁鋼與接地極作可靠接地連接，接地網上任意保護點測得的接地電阻不得大於2歐姆。
赫章縣平山煤礦電力負荷統計表 表7－5－1

各掘進工作麵選用礦用隔爆型風電瓦斯閉鎖開關，局部通風機和掘進工作麵的電氣設備實現風電瓦斯閉鎖，隻有局部通風機開始運行後才能起動掘進工作麵的電氣設備，一旦局部通風機停止運行，風電瓦斯閉鎖裝置立即切斷局部通風機供風巷道內的一切電氣設備的電源，做到“風電、瓦斯電閉鎖”，保證安全供電。
二、供電線路及地麵變電所事故
1.供電線路事故及防治措施
1）地麵固定供電線路和通信線路應設置在穩定的地方；
2）輸配線至地麵、建築物或構築物的距離應符合有關規程規定。
3）井下低壓饋電線上有可靠的漏電、短路檢測閉鎖裝置，可采用瞬間1次自動複電係統。
4）嚴禁井下配電變壓器中性點直接接地；嚴禁由地麵中性點直接接地的變壓器或發電機直接向井下供電。
5）井下電力網的短路電流不得超過其控製用的斷路器在井下使用的開斷能力，並應校驗電纜的熱穩定性。
6）井下電動機的控製設備，應具有短路、過負荷、接地和欠壓釋放保護。井下配電點引出的饋電線上應裝設短路、過負荷和漏電保護裝置。低壓電動機的控製設備，應具備短路、過負荷、單相斷線、漏電閉鎖保護裝置及遠程控製裝置。
7）井下低壓饋電線上，必須裝有檢漏保護裝置或有選擇性的漏電保護裝置，保證自動切斷漏電的饋電線路。
8）井下配電網路均應裝設過流、短路保護裝置；必須用該配電網路的最大三相短路電流校驗開關設備的分斷能力和動、熱穩定性以及電纜的熱穩定性。必須正確選擇熔路電流校驗開關設備的分斷能力和動、熱穩定性以及電纜的熱穩定性。必須正確選擇熔斷器的熔體。
必須用最小兩相短路電流校驗保護裝置的可靠動作係數。保護裝置必須保證配電網路中最大容量的電氣設備或同時工作成組的電氣設備能夠起動。
9）井下必須裝設防雷電裝置。
10）電纜的選擇及電纜的敷設必須符合《煤礦安全規程》（2006版）規定。
11）電纜的敷設：
（1）在水平巷道或傾角在35°以下的井巷中，電纜用吊鉤懸掛；
（2）在傾角在35°以上的井巷中，電纜用卡箍固定；
（3）懸掛的電纜有適當的弛度；懸掛高度高於礦車；
（4）懸掛點間距為3米；電纜要在壓風管、供水管等管子的上方，並保持0.3米以上的距離。
12）電纜連接
（1）電纜與電纜連接，必須用與電氣設備性能相符的接線盒；
（2）電纜線芯使用齒形壓線板（卡爪）或線鼻子與電氣設備進行連接；
（3）不同型電纜之間嚴禁直接連接，采用符合要求的接線盒、連接器或母線盒進行連接；
（4）同型電纜之間直接連接時，橡套電纜的修補連接（包括絕緣、護套已損壞的橡套電纜的修補）采用阻燃材料進行硫化熱補或與熱補有同等效通的冷補，並經浸水耐壓試驗，合格後方可下井使用。
2.地麵變電所事故及防治措施
1）可能發生的事故分析
地麵變電所可能發生變電所火災、變電所設備事故、小物件及小動物引起短路事故。
2）地麵變電所事故防治措施
地麵變電所位置選擇在工業場所附近，並符合下列要求：
（1）設置在無塌陷區、穩定的場所；
（2）設在爆炸材料庫爆炸危險區以外；
（3）與高噪聲源的距離，應滿足主控製室背景噪聲不大於60db（A）的要求。
（4）變電所周圍必須設有圍牆，其高度不低於1.8m，並在周圍懸掛安全警示牌。
（5）變電所防雷、過電壓保護及各種避雷設施齊備。
（6）變電所用不燃性材料建築，應有專門的防滅火裝置。
（7）開關、繼電保護裝置及電容器等必須製定防火措施，電纜鉤、管道溝、窗房應設置鐵絲網，以防小動物入內造成線路短路。
（8）變電所內懸掛一次、二次架空線和電纜的配電係統圖以及有關操作、維護等規和程、規則。
（9）變電所內變電裝置與牆、頂必須按有關規定留足距離。
（10）礦井地麵供電線路每年必須進行巡查。10kv及其以下的礦井架空電源線路不得共杆架設，礦井電源線路上嚴禁裝設負荷定量器。
（11）礦井應有兩回電源線路。當任一回路發生故障停止供電時，另一回路應能擔負礦井全部負荷，變電所為雙電源，避免了兩回線路受到外部的影響同時發生故障的概率。在變電所的進線處，如因地理環境等條件的控製使線路之間距離不易分開，也要盡量拉開兩線路間距離。並適當的增大杆塔安全係數，避免因煤層的開采或氣候變化等各種原因出現事故。
三、防止電氣設備引起的瓦斯、煤塵爆炸和觸電事故的措施
1.防止礦井突然停電的措施
使用雙回路電源，一路斷電即合上另一路開關，以保證井下供電的連續性。
2.防止電火花事故的措施
1）井下電氣設備嚴禁失爆，電氣設備入井前嚴格檢查其“產品合格證”、“防爆合格證”、“煤礦礦用產品安全標誌”。
2）井下電纜必須是經檢驗合格並取得煤礦礦用產品安全標誌的阻燃電纜，電纜的安設合格，並防止有硬件物品碰穿，以及注意電纜的受潮、老化等。
要消滅“雞爪子”、“羊尾巴”、明接頭，電纜要懸掛整齊。井下防爆電氣設備要及時檢查維修，保持完好。嚴禁使用明刀閘開關。普通型攜帶式電氣測量儀表，隻準在瓦斯濃度1%以下的地點使用。
3）井下嚴禁帶電檢修和帶電搬移電氣設備。檢修或搬遷電氣設備（包括電纜和電線）前，必須切斷電源，並用防爆驗電筆檢驗，無電後，檢查瓦斯，巷道風流中瓦斯濃度在1%以下時，方可開始工作。所有開關把手在切斷電源時都應閉鎖，並掛上“有人工作，不準送電”牌子，隻有執行此項工作的人員，才有權摘牌和送電。
4）建立礦燈管理製度，每盞礦燈都應編號，經常使用礦燈的人員必須專人專燈。礦燈必須保持完好，漏液、亮度不夠、電纜損壞、燈鎖不良、燈頭鬆動、密封不嚴、玻璃破裂等情況的礦燈嚴禁發出。嚴禁敲打、撞擊和自行拆卸礦燈。
5）井下照明和信號裝置，應采用具有短路、過載和漏電保護的照明信號綜合保護裝置配電，且用防爆型的照明信號設備。
6）井下電話選用本質安全型電話，並使用礦用電話電纜。
7）嚴禁井下配電變壓器中性點直接接地，嚴禁由地在中性點直接接地的變壓器或發電機直接向井下供電，井下電氣設備正常不帶電的金屬外殼都應可靠接地。
總之，電纜、礦燈、信號照明、電話係統、防爆電氣設備在防靜電、防帶電作業等方麵必須采取有效措施以防止電火花引燃瓦斯與煤塵而引起爆炸。
3.防止井下電氣著火的措施
1）變電所和供電線路設有可靠的避雷裝置，為防止地麵雷電波及井下引起瓦斯、煤塵以及火災等災害。必須做到：
（1）由地麵直接入井的軌道、管路，必須 在井口處將金屬體進行不少於兩處的良好的集中接地。
（2）通信線路必須在入井處裝設熔斷器和避雷裝置。
（3）每年雨季前必須對避雷裝置進行檢查試驗。
2）礦用電纜的選擇
（1）井下電纜按安全載流量選擇，並經電壓損失和短路保護校驗，采用礦用橡套軟電纜。
（2）井下各配電站配電的低壓電纜均采用礦用橡套銅芯電纜。
（3）照明電源均引自地麵配電所，采用阻燃的礦用橡套電纜（UM）；電鑽采用礦用電鑽電纜（UZ）。
3）所有電氣設備，均設有短路、過負荷、單相斷線保護和漏電閉鎖保護。井下所有電氣設備的金屬外殼都進行接地。
4）井下監測分站、地麵礦燈房及井下配電點等電氣設備集中處，采用不燃性材料支護。並配有滅火器材，噴粉滅火器3個和砂箱2個，砂箱用1.5～3.0毫米鐵板製作，容積不少於0.2m3。
5）井下所有電氣設備按高瓦斯礦井要求配備，采用防爆型和本質安全型電氣設備。
4.防止觸電事故的措施
1）機器外露的轉動和傳動部分都必須加裝護罩或遮欄，防止碰觸發生危險。
2）凡不用或暫時停用的電氣設備必須切斷電源，並把送電開關打上閉鎖或加鎖。
3）井下36V以上的電氣設備設接地保護裝置，並構成接地網；127V煤電鑽和信號裝置應設有檢漏、短路、過負荷、遠距離啟動和停止煤電鑽的綜合保護裝置。380V以上的電氣網絡中，必須有過電流和漏電保護。煤電鑽綜合保護裝置在每班使用前必須進行一次跳閘試驗。低壓檢漏裝置每天進行一次跳閘試驗。發現檢漏裝置有故障或網絡絕緣降低，應立即停電處理。檢漏裝置應靈敏可靠，嚴禁甩掉不用。接地網上任一保護接地之間的保護接地用的電纜芯線的電阻值都不得不得超過1歐姆。
4）必須配備經培訓考試合格的防爆設備檢查員，並建立嚴格的防爆設備入井製度。防爆性能受到破壞的電氣設備，應立即處理或更換，不得繼續使用。
5.井下電氣設備的各種保護
1）所有電氣設備的保護接地裝置（包括電纜的鎧裝、鉛皮、接地芯線）和局部接地裝置，與主接地極連接成1個總接地網；主接地極在采區下部水溝中埋設1塊，用耐腐蝕的鋼板製成，其麵積不得小於0.75m2 、厚度不得小於5mm。
2）局部接地極設置於巷道水溝內或其他就近的潮濕處。設置在水溝中的局部接地極應用麵積不小於0.6m2 、厚度不小於3mm的鋼板或具有同等有效麵積的鋼實行改革製成，並平放於水溝深處。設置在其他地點的局部接地，可用直徑不小於35mm，長度不小於1.5m的鋼管製成，管上應至少鑽20個直徑不小於5mm的透孔，垂直全部埋入底板。
3）連接主接地極的接地母線，采用截麵不小於50mm2 的銅線，電氣設備的外殼與接地母線或局部接地極的連接，電纜連接裝置兩頭的鎧裝、鉛皮的連接，采用截麵不小於25 mm2 的銅線。
第八章 礦井安全監控
第一節 概述
一、安全監測監控係統設置要求
1.安全監測監控係統設置的重要性
本礦井按高瓦斯礦井進行設計。礦井煤塵有爆炸性危險、煤炭自燃傾向性為二類即自燃。
根據《煤礦安全規程》（2006版）第一百五十八條之規定，該礦井必須裝備安全監控係統。裝備安全監控係統之後，有利於煤礦管理者隨時了解井下安全生產的現狀，及時排除各種生產過程中出現的不安全因素，使得井下生產順利進行。
2.安全監測監控係統設置的條件和要求
1）安全監測監控係統設置的條件
本礦為生產礦井，設置安全監測監控係統具有如下條件：
①有《貴州省赫章縣平山煤礦開采方案設計》作為設計依據；
②有國家煤礦安全監察局所編製的《煤礦安全規程》（2006版）作為法律依據；
③有《礦井通風安全監測係統裝備標準和使用管理規定》設計標準；
④有較多的礦井安全監控係統可供選擇。即： KJ95、KJ101、 KJF2000、KJ90、KJ75、KJ80等礦井安全綜合監控係統。
2）安全監控係統設置的要求：
礦井安全監控係統，必須能隨時監測礦井生產過程中主要影響安全生產的環境因素（主要是瓦斯濃度）的變化情況，並能根據其變化，在其有關指標（主要是瓦斯濃度）超規定值時，能及時切斷相應區域電氣設備電源，以確保礦井生產的安全。
二、安全監控係統的選擇
1．開采技術條件和安全條件
（1）礦井開拓方式
本礦區所屬區域總體上，煤層間距大，所以采取分層開采，先開采上部M18煤層，最後開采下部M73煤層。在礦區走向東部,利用原有工業場地布置工業場地，在工業場地布置主斜井、副斜井；主斜井傾角平均8º，方位角69º；副斜井利用現有巷道改造，傾角平均7º，方位角70º。回風斜井平均22º，方位角102º；運輸下山、軌道下山與回風斜井平行，軌道下山布置於M18煤層中，運輸下山布置於M18煤層底板中。兩下山上部直接連接主斜井、副斜井。在此布置第一水平井底車場、井底水倉、硐室等巷道。回風斜井與主斜井同時施工。礦井采用一個水平布置。礦井劃分兩個采區。劃分為一個水平，M18煤層為一采區，M73煤層為二采區。
後期開采M73煤層，在M73煤層露頭線附近新作工業廣場，沿M73煤層布置主斜井、副斜井、回風斜井。利用三井筒作采區下山，采區布置雙翼開采。
礦井采區係統形成後，即可布置回采麵進行回采。首采工作麵為一個，11801布置在一采區東翼M18號煤層內，11801運輸巷與主斜井相連，11801回風巷與回風下山相連，構成回采麵進行回采；同時準備一采區西翼的11802運輸巷和11802回風巷掘進頭，形成完整的一個采區生產係統。
通風方式為邊界抽出式。該方案開拓係統平、剖麵圖詳見圖。
礦井以一個炮采工作麵，兩個掘進頭滿足9萬噸/年設計能力，采煤方法采用走向長壁式後退采煤法，礦井工業場地設在主斜井井口附近。
本方案新建井巷工程量為2910m（其中岩巷1375m）。
該方案開拓係統平、剖麵圖詳見圖。
（2）煤層賦存條件
區內可采煤層2層，煤層位於龍潭組，自上而下煤層編號為M18、M73煤層。礦區內煤層產狀與地層一致，平均傾角28º。開采煤種為無煙煤，煤層賦存穩定，頂板頂板條件一般，頂板以粉砂質泥岩為主，屬軟—中等堅硬岩石，容易冒落，頂板易於管理，但對局部破碎帶及節理發育處應加強頂板管理和支護；底板以粘土岩為主，在采煤過程中與水分空氣接觸時，易風化，使抗壓強度降低，出現底鼓現象，在底板管理中應采取相應措施，消除底板軟岩危害。
（3）礦井瓦斯
該礦性質為解決民用煤問題的農村自用煤礦變更為合法礦井，未作瓦斯等級鑒定工作，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井瓦斯鑒定資料，該區域瓦斯含量較高，所以本礦按高瓦斯礦井進行設計管理，在生產過程中及時補作瓦斯等級鑒定工作，並加強礦井通風，采取有效的預防措施，防止礦井瓦斯聚集，嚴格執行《煤礦安全規程》的有關規定，保證礦井安全生產。本次設計參照可樂向斜南東翼的鄰近礦井瓦斯鑒定資料，選擇其中瓦斯、二氧化炭碳湧出的最大數據為依據，即礦井絕對瓦斯湧出量5.12m3/min，相對瓦斯湧出量29.24m3/t，二氧化碳絕對湧出量0.84m3/min，相對湧出量5.08m3/t。
本設計根據該鑒定報告及鄰近礦井調查的結果，按高瓦斯礦井進行設計和管理。在開采過程中應加強通風及瓦斯檢測記錄，防止局部瓦斯積聚，必須關注瓦斯湧情況，根據情況采取措施。礦井在建設及生產期間必須進行瓦斯含量、瓦斯湧出量的測定，並定期進行瓦斯等級鑒定。
（4）煤塵爆炸性
該礦未作煤塵爆炸危險性鑒定，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，該根據赫章各生產煤礦分別對煤層取樣鑒定結果，均有煤塵爆炸性危險。所以兩煤層的煤塵按有爆炸性危險管理，在煤礦開采生產過程中應堅持濕式作業，搞好防塵工作，應盡量降低巷道和工作麵中煤塵的含量，作好相應的安全防範措施，以防止造成煤塵及瓦斯爆炸事故的發生。在建井期間及時補作各煤層的煤塵爆炸性鑒定，以便指導礦井安全生產。
（5）煤層自然發火傾向性
該礦未作煤炭自燃傾向性鑒定，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，該區域煤層自燃傾向屬Ⅱ類（自燃煤層），所以兩煤層的煤炭均按自燃礦井管理。在建井期間及時補作各煤層的自燃傾向性鑒定。
（6）煤與瓦斯突出
該礦未作煤與瓦斯突出鑒定，根據貴州省地礦局一一三地質大隊2006年7月提交的《赫章縣平山煤礦普查地質報告》及鄰近礦井資料，該區域未發生過煤與瓦斯突出，建設期間暫時按有煤與瓦斯突出礦井管理。在建井期間及時補作煤與瓦斯突出鑒定。
（7）地溫
本井田屬地溫正常區，無熱害影響。
2、安全監測、監控和傳輸設備係統選擇
礦井監測監控係統設備選型設計根據係統的主要特點，技術的先進性、技術性能、軟件功能、用戶使用反饋意見，係統發展前景，對平山煤礦監特點的適應性以及售後服務的保證程度方麵，經過多家產品對比分析，選用煤炭科學總院重慶分院研製的KJ101型煤礦綜合監控係統，該設備先進，功能強，且有較強的密碼保護體係，隻有授權人員才能登錄對係統關鍵數據進行操作和維護。
三、係統軟件功能
係統軟件應用具有良好的用戶界麵，操作使用方便，具有如下功能：
l、具有漢字功能：
2、具有數據采集、數據處理、數據存儲、數據查詢功能；
3、具有超限報警、故障檢測功能；
4、具有各種圖形顯示功能，可顯示係統配置巡查圖，生產工藝流程模擬圖、運轉工況圖、通風係統及模擬量統計值曲線與實測圖曲線等多種圖形；
5、井下分站和測點變更情況進行生成操作的功能。
6、有自動打印班報、日報、月報等各種報表，打印主機屏幕上的圖形、曲線和表格的功能。
四、KJ101型煤礦綜合監控係統簡介
（一）監控係統簡介
KJ101型煤礦綜合監控係統采用時分製分布式結構，主要由地麵中心站，網絡終端、圖形工作站、通信接口、實時多屏、係列監控分站、各種傳感器和控製執行器等部分組成。是一套集礦井安全監控、生產工況監控、網絡信息管理及多種監控子係統為一體的全網絡化礦井安全綜合監控係統。可直接斷高壓的數字編碼繼電箱、無線傳輸分站及二線製模擬量傳感器。地麵開發了廣播式終端網、局域網、互聯網。
KJ101係統采用同步SDLC通信方式。它常規的異步傳輸方式相比有很多優勢。瓦斯傳感器可連續測量0.00~100%CH4，具有耐高濃衝擊性能、全量程不停測、不保護、不切換。
ａ、本礦井配備一套比較先進的KJ101安全生產監控係統，對回采工作麵及其回風巷瓦斯濃度、風速、一氧化碳、溫度、設備開停等進行監控；對掘進工作麵及其回風巷中的瓦斯、設備開停等進行監控；對主要通風機的負壓、風速、主要通風機開停等進行監控。
ｂ、對井下各采、掘工作麵設置瓦斯傳感器、設備開停傳感器、風速傳感器、一氧化碳傳感器等。
ｃ、對從事井下安全生產的管理人員、區隊班組長、特殊工種及獨立作業人員配備便攜式瓦檢儀。
KJ101型煤礦綜合監控係統是煤炭科學院重慶分院研製自主研製開發的具有技術先進、功能強大、可靠性高、實用性強的高技術產品。十幾年來在我國煤炭行業得到了大量推廣應用，取得了良好信譽，深受廣大煤炭用戶歡迎。
1、係統組成
KJ101型煤礦綜合監控係統采用時分製分布式結構，主要由地麵中心站，網絡終端、圖形工作站、通信接口、實時多屏、係列監控分站、各種傳感器和控製執行器等部分組成。是一套集礦井安全監控、生產工況監控、網絡信息管理及多種監控子係統為一體的全網絡化礦井安全綜合監控係統。
2、主要特點
1)產品自配套性強，係列化齊全，性價比高，全套設備由煤炭科學院重慶分院研製，售後服務有保障。
2)具有良好的開放性和可伸縮性，采用模塊化設計，組態靈活，能滿足各礦井監控係統最優化最經濟運行。
3)地麵監控中心運行在標準的Ethenet TCP/IP網絡環境，操作係統平台為中文Win98/NT/2000，可方便實現網上通信共享和網絡互聯。支持Intenet/Intrant模式的Web係統綜合監控信息瀏覽。
4)係統顯示畫麵采用文本、圖形兼容方式，顯示信息直觀、生動，具有實時多屏顯示功能。
5)具有實時數據存儲和各種統計數據存儲能力。數據存儲時間長、查詢和報表功能豐富，格式可由用戶安排。
6)有係列化，多用途的監控分站，功能豐富，具有甲烷斷電儀及甲烷風電閉鎖裝置的全部功能。有完善的數據停電保存能力，確保監測數據信息不丟失。
7)分站及傳感器全麵實現了智能化和紅外遙控調校、設置。分站模擬量和開關量端口可任意互換，並支持多種信號製，有實時數據存儲能力。
8)分站電源具有寬範圍動態自適應能力，適合礦井電網波動大的嚴酷環境。其備用電池可保證2小時以上供電容量。
9)獨特的三級斷電控製和超強異地交叉斷電能力(中心站分手控、分站程控和傳感器就地控製)。
10)傳感器種類齊全，可對礦井環境和工況參數實現全麵監控。瓦斯傳感器元件壽命長，功耗低，傳輸距離遠。
11)係統通信采用先進的DPSK，無極性二芯線傳輸方式，通信距離遠，對傳輸介質要求較低，適合光纜、礦用通信電纜及普通雙絞線傳輸。
12)具有自檢功能，可對分站、電源、傳感器、電纜等設備進行診斷，並能報警和記錄。有完善的多級口令保護功能。
13)係統設備具有完善的故障閉鎖功能，當與閉鎖有關的設備未投入正常運行或故障時能切斷與之有關設備的電源並閉鎖。
14)可靠的避雷保護措施。
15)強大的子係統兼容能力，己支持工業電視瓦斯抽放監測、火災束管檢測，電力監測、主副提升監測及核子稱計量等。
3、主要參數指標
管理64個分站，可擴展為128個：1024個輸入量，512個控製
傳輸速率：2400nbps或1200bps
傳輸方式：DPSK或RS485
中心站到分站傳輸距離：≥25Km。
分站到傳感器傳輸距離：≥2Km。
尋檢周期：≤25秒。
處理精度：≤±0.5％
畫麵刷新：≤4秒。
電源波動：90—110％(地麵)，75—90％(井下)
傳感器種類：瓦斯、風速、負壓、一氧化碳、水位、煤位、溫度、煙霧、電流、電壓、功率、流量、開停、風門、風閘、風機開關等。
4、係統主要的設備參數及特點
1)地麵中心站
型號：KJ101監控主機
10／100M自適應網絡集線器一台
可配多達255台遠程網絡終端，實現在不同地點監控信息的遠程實時共享。
軟件運行平台為WIN9X／NT／2000／Web環境，通過Ethernet以態局域網組成全網絡化環境，協議支持TCP／IP、NETBUI、iPX／SPX等。
2)KJ101數據通信裝置
KJ101數據通信裝置是KJ101型煤礦綜合監控係統的關鍵設備，主要實現地麵中心站與井下監控分站之間的數據雙向通信、地麵非防爆設備與礦井防爆設備之間的電氣安全隔離等功能。
通訊方式：DPSK或RS485
通訊速率：1200／2400bps
通訊距離：≥25km
3)礦井係列監控分站
KFD—2、KFD—3和KFD—3X大中小型3種分站是KJ101煤礦綜合監控係統的關鍵配套設備，主要實現對各種傳感器數據采集、實時處理、存儲、顯示、控製和與地麵監控中心的數據通信。具有紅外遙控初始化設置功能。可獨立使用，實現瓦斯斷電儀和瓦斯風電閉鎖裝置的全部功能。
容量：
KFD—2：16個輸入端口，8個控製輸出（模擬量和形狀量可以任意互換）
KFD—3：8個輸入端口，4個控製輸出（模擬量和形狀量可以任意互換）
KFD—3X：4個輸入端口，2個控製輸出（模擬量和形狀量可以任意互換）
電源電壓：36V、127V、220V、660V
顯示方式：6位數碼管
預警方式：16個發光指示
分站至傳感器距離：≤2.0m
信號製式：2～1000Hz、1～5mA、4～20mA、1/5Ma、觸點
處理誤差：2≤±0.5%
斷電容量：36V/5A、660V/0.3A
防爆型式：礦用本安型ibI（+150℃）
（二）各類傳感器的有關參數
1、瓦斯傳感器
瓦斯傳感器設置在井下工作麵、掘進頭、回風巷道等地方，用於連續監測井下氣體中瓦斯含量，當瓦斯含量超限時，應具有聲光報警功能，同時由有關設備切斷相應範圍的電源。
傳感器的測量範圍：低濃型：0.00～10％CH4，高濃型：0.00～100％CH4，高低濃型：0.00～10～100％CH4，管道型0.00～100％CH4
傳感器的測量誤差：相對誤差≤±10％×測值（相對值）
響應時間：＜30s
報警方式：聲光報警
工作方式：連續
使用條件：環境溫度0～40℃
相對溫度＜95％
2、開停傳感器
開停傳感器安裝在設備動力電纜上，通過檢測電纜外磁場來感知設備運行狀態。
開態電流：6～8mA（NPN晶體管共地導通）
停態電流：＜1mA（NPN晶體管共地截止）
檢測靈敏度：3A
響應時間：＜2s
3、風門傳感器
安裝在井下各風門設置處，用以監測各風門的開、關狀態，保證井下風路暢通。
檢測靈敏度：＞5cm
響應時間：＜1s
4、負壓傳感器
負壓傳感器安裝在礦井風硐內，用以連續監測礦井風壓。
測量範圍：0～100KPa
測量精度：0. 2KPa
使用環境：0～50℃
相對溫度：＜95％
5、一氧化碳傳感器
負壓傳感器安裝在礦井風硐內，用以連續監測礦井風壓。
測量範圍：0～100ppm
測量精度：1ppm
使用環境：0～50℃
相對溫度：＜95％
6、環境溫度傳感器
負壓傳感器安裝在礦井風硐內，用以連續監測礦井風壓。
測量範圍：0～50℃
測量精度：0.5℃
使用環境：0～50℃
相對溫度：＜95％

第二節 安全監測、監控和傳輸設備選擇
一、監測、監控設備的選擇原則
1、設備必須符合有關國家標準和行業標準，通過煤炭行業標準化歸口審查，通過國家技術監督局認證的檢測機構的型式檢驗。用於爆炸環境的煤礦安全監控設備，還必須通過國家技術監督局認證機構防爆檢驗，並取得“防爆合格證”。
2、優先選用本質安全型設備。
3、安全監測、監控設備必須具有故障閉鎖功能。
4、安全監測、監控設備必須具備甲烷斷電儀和甲烷、風、電閉鎖裝置的全部功能。當主機和係統發生故障時，必須保證甲烷斷電儀和甲烷、風、電閉鎖裝置的全部功能，當電網停電後安全監測、監控係統必須保證正常工作時間不小於2h。
5、為防止雷電通過礦井安全監測、監控係統引起井下瓦斯爆炸，係統設備必須具有防雷保護。
6、為防止人為取消斷電功能，保障煤炭安全生產，係統設備必須具有斷電狀態和饋電狀態監測、報警、顯示、存儲和打印報表功能。
7、傳輸設備應符合《中華人民共和國煤炭行業標準煤礦用信息傳輸裝置》（MT/T899-2000）。
8、用於監測、監控係統誤碼率不應大於106，最大巡檢周期不應大於30s。
9、安全監測、監控設備之間的輸入輸出信號必須為本質安全型信號，設備之間必須使用專用阻燃電纜連接，嚴禁與調度電話線和動力電纜等共用。
監控總站和各分站的設備配備表

二、監測、監控設備選型及布置
從平山煤礦需要監測監控的信息源來看，各個測點在全礦井範圍內是比較分散的。平山煤礦的監測監控點的分布具有集散型的特點。因此監測監控係統的設計必須要適應這一監測特點，采用分站式結構。在測點鉸集中的地點設置信息采集站。根據該煤礦對信息監測的要求，每個分站的測點數以8～25個左右較為適宜。本著這一原則，在平山煤礦安全生產監測監控係統中設置3個分站。地麵設立中心站，各分站設置地點及監測監控內容詳見“礦井安全監測傳感器布置圖”和“礦井安全監測監控係統圖”。
礦井安全監測係統傳感器布置表 表8—2—1

三、傳輸設備及器材選型
安全監測、監控設備之間的輸入輸出信號必須為本質安全型信號，設備之間必須使用專用阻燃電纜連接，嚴禁調度電話線和運輸電纜等共用。該礦中心站到分站選擇PUYVRP1×4×7/0.52型主信號電纜，分站到傳感器電纜選用PUYVRP1×4×7/0.28型電纜。信號電纜之間采用防爆三通接線盒（K-3）和防爆二通接線盒（K-2）連接。

第三節 監測、監控設備傳感器布置
一、回采工作麵傳感器選型及配置
1、11801回采工作麵回風巷設置有瓦斯傳感器2台，回柱絞車開停傳感器1台，一氧化碳、風速、溫度傳感器各1台；采煤工作麵設置有刮板輸送機開停傳感器各1台；運輸巷設置膠帶運輸機、刮板運輸機和乳化液泵。
2、工作麵瓦斯傳感器應T1設在回風巷，與回采工作麵的距離小於10m，其報警濃度為≥1.0%CH4，斷電濃度為≥1.5%CH4，複電濃度為＜1.0%CH4，斷電範圍為工作麵全部非本質安全型電氣設備；T2設在回風巷，與回風口的距離10~15m，其報警濃度為≥1.0%CH4，斷電濃度為≥1.0%CH4，複電濃度為＜1.0%CH4，斷電範圍為工作麵全部非本質安全型電氣設備。
風速、溫度、一氧化碳傳感器應安裝在巷道前後10m內無分支風流，無拐彎，斷麵無變化的地點。
該礦為高瓦斯礦井，回采工作麵瓦斯傳感器按下圖設置：

T1—回采工作麵風流中的瓦斯傳感器
T2--回采工作麵回風流中的瓦斯傳感器
二、掘進工作麵傳感器選型及配置
1、各掘進工作麵傳感器類型、數量及位置
掘進工作麵各設置有瓦斯傳感器1台；回風流中設置瓦斯、溫度、一氧化碳傳感器各1台；局部通風機開停傳感器1台。
2、掘進工作麵瓦斯傳感器T1應盡量靠近工作麵設置，與掘進工作麵的距離小於5m，其報警濃度為≥1.0%CH4，斷電濃度為≥1.5%CH4，複電濃度為＜1.0%CH4，斷電範圍為掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備；T2應設置在回風口10~15m，其報警濃度為≥1.0%CH4，斷電濃度為≥1.0%CH4，複電濃度為＜1.0%CH4，斷電範圍為掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。
該礦為低瓦斯礦井，煤巷掘進工作麵瓦斯傳感器應按下圖設置：

T1—掘進工作麵風流中的瓦斯傳感器；
T2—掘進工作麵回風流中的瓦斯傳感器；
F—局部通風機。
三、其它地點傳感器選型及配置
1.礦井主要回風巷道
在風井中設置風速傳感器、溫度、一氧化碳和瓦斯傳感器各1台。當回風巷道中瓦斯濃度超過0.75 %時，發出聲光報警。
風速傳感器應安裝在巷道前後10m內無分支風流，無拐彎，斷麵無變化的地點。當風速低於或超過設計風速值的20%時發出聲光報警信號。
2. 井下絞車房
在井下絞車房設置有提升絞車開停傳感器1台。
3．地麵主通風機房
主通風機房設置有通風機開停傳感器2台，負壓傳感器1台，通風機開停傳感器安裝在通風機電機電纜上，負壓傳感器安裝在通風機進風口處。
4．水倉
井下水倉設置有水泵開停傳感器2台，水位傳感器1台。
5．風門
在井下各風門上以及在回風斜井安全出口的風門上各設置1台風門開閉傳感器。
四、監控地點及監控內容
為了保障平山煤礦的安全生產，根據平山煤礦的實際情況，按照《煤礦安全規程》（2006版）和《礦井通風安全監測係統裝備標準和使用管理規定》的要求，總共需在平山煤礦設置三個大型監測分站，共監測27個模擬量，24個開關量，各監測地點及監測內容詳見表8-2-1。

第四節 礦井各類傳感器裝備量
一、礦井傳感器裝備標準
本礦井按高瓦斯礦井設計。煤塵有爆炸危險性，煤層自燃傾向性為二類即自燃煤層。
礦井設計能力為9萬t/a，斜井開拓，采用走向長壁采煤法開采，設一個回采工作麵，兩個掘進工作麵。因此，根據礦井各監測地點及監測內容，即可確定該礦綜合監測監控係統所需設備的種類和數量。由於傳感器在運行期間會出現各種故障，故在購置傳感器時需考慮一定的備用係數。各種傳感器的備用係數為：高濃度瓦斯傳感器：30%；負壓傳感器：25％；其他模擬量：20％；開關類傳感器：20％；控製類傳感器：20％。此外，KJ101一體化監控主機也要考慮一台備用主機。平山煤礦綜合監測監控係統設備的裝備量、備用量及裝備總量見表8-4-1。
二、礦井各類傳感器的裝備量
平山煤礦安全監控係統傳感器裝備量、備用量、裝備總量詳見表8-4-1。
　　　　　地麵、井下各類傳感器裝備量 表8-4-1

第五節 礦井安全監控係統運行可靠性分析
一、安全監控係統選擇的合理性、先進性
KJ101型煤礦綜合監控係統采用時分製分布式結構，主要由地麵中心站，網絡終端、圖形工作站、通信接口、實時多屏、係列監控分站、各種傳感器和控製執行器等部分組成。是一套集礦井安全監控、生產工況監控、網絡信息管理及多種監控子係統為一體的全網絡化礦井安全綜合監控係統。可直接斷高壓的數字編碼繼電箱、無線傳輸分站及二線製模擬量傳感器。地麵開發了廣播式終端網、局域網、互聯網。
KJ101係統采用同步SDLC通信方式。它常規的異步傳輸方式相比有很多優勢。瓦斯傳感器可連續測量0.00~100%CH4，具有耐高濃衝擊性能、全量程不停測、不保護、不切換。
ａ、本礦井配備一套比較先進的KJ101安全生產監控係統，對回采工作麵及其回風巷瓦斯濃度、風速、一氧化碳、溫度、設備開停等進行監控；對掘進工作麵及其回風巷中的瓦斯、設備開停等進行監控；對主要通風機的負壓、風速、主要通風機開停等進行監控。
ｂ、對井下各采、掘工作麵設置瓦斯傳感器、設備開停傳感器、風速傳感器、一氧化碳傳感器等。
ｃ、對從事井下安全生產的管理人員、區隊班組長、特殊工種及獨立作業人員配備便攜式瓦檢儀。
KJ101型煤礦綜合監控係統具有技術先進、功能強大、可靠性高、實用性強的高技術產品。十幾年來在我國煤炭行業得到了大量推廣應用，取得了良好信譽，深受廣大煤炭用戶歡迎。
二、總站和分站設置地點、數目和傳輸係統的可靠性
該礦在地麵設置2個中心站(1個使用，1個備用)。全礦共設3個分站，其中：地麵主要通風機房1個分站；井下2個分站。設計選型采用的KJ101監測監控係統能比較全麵的反映該礦井下生產過程的情況，可對礦井環境和工況參數實現較全麵的監控，隨著礦井開采深度的增加，本係統可增容擴大監測範圍和增加監測傳感器。
礦井建立健全安全監測監控係統巡回檢查製度。安全監控設備必須定期進行調試、校正，每月至少1次。甲烷傳感器、一氧化碳傳感器、便攜式甲烷檢測報警儀、便攜式一氧化碳檢測報警儀等采用載體催化元件的檢測設備，每7天必須使用標準氣體和空氣調校1次，每7天對甲烷超限斷電功能進行調試。安全監控設備發生故障時必須及時處理，在故障期間必須有安全措施。每天檢查安全監控及電纜是否正常，使用甲烷檢測報警儀或便攜式光學甲烷檢測儀與甲烷傳感器進行對照，並將記錄和檢查結果報監測值班員；當兩者數據誤差大於允許誤差時，先以讀數較大者為依據，采取安全措施必須在8小時內對2種設備調校完畢。
三、管理機構和人員培訓的保證程度
由於礦井安全監測、監控係統是一現代 科技產品，要想用好礦井安全監控係統，讓其發揮最大的作用，就必須要對實際操作的技術人員進行技術培訓。隻有經過技術培訓，並取得合格證書後的技術人員，才能持證上崗操作礦井安全監控係統。
1)操作人員必須經有資質的單位培訓，經考核合格後方能上崗操作。地麵中心站必須24小時有人值班。
2)係統出現問題必須請廠家或售後服務部門進行維修，不得請其它部門或自行擅自維修。
業主還可根據具體情況製定相關的管理規定。
四、地麵中心站技術安全要求
1、中心站選址要求
中心站選址應避開如下區域：發生火災危險程度高的區域；有害氣體來源以及存放腐蝕、易燃、易爆物品的地方；低窪、潮濕、落雷區域和地震頻繁的地方；強振動源和強噪音源；強電磁場的幹擾的地方；設在建築物的高層或地下室，以及用水設備的下層或隔壁；重鹽害地區。
2、中心站防火要求
與中心站相關的其餘基本工作房間及輔助房間，其建築物的耐火等級不應低於TJ16中規定的三級耐火等級。
3、中心站室內裝修要求
室內裝修材料應符合TJ16中規定的難燃材料和非燃材料，應能防潮、吸音、不起塵、抗靜電等。計算機機房地麵應鋪設活動地板，活動地板應是難燃材料或非燃材料。活動地板應有穩定的抗靜屯性能和承載能力，同時耐油、耐腐蝕、柔光、不起塵等。具體要求應符合GB6650《計算機機房用活動地板技術條件》。異型活動地板提供的各種規格的電線、電纜、進出口應做得光滑、防止損傷電線、電纜。活動地板下的建築地麵應平整、光潔、防潮、防塵。在安裝活動地板時，應采取相應措施，防止地板支腳傾斜、移位、橫梁墜落。
4、中心站供配電要求
中心站應設專用可靠的供電線路。計算機係統的電源設備應提供穩定可靠的電源。供電電源設備的容量應具有一定的餘量。計算機係統的供電電源技術指標應按GB2887《計算站場地技術要求》中的第9章的規定執行。機房須配備電源穩壓設備，為計算機主機和終端配備UPS備用電源。計算機係統接地應采用專用地線。專用地線的引線應和大樓的鋼筋網及各種金屬管道絕緣。計算機機房應設置應急照明和安全出口的指示燈。
5、中心站空調係統配置要求
計算機機房應采用專用空調設備，空調電源不能與監測監控係統共用。機房空氣溫度t=18～26℃，噪聲≤47dB（A)，濕度≤80％，燈光照度符合衛生標準。中心站前環境條件應滿足廠家關於安裝環境的對中心機房的技術要求。
6、其它設備和輔助材料
計算機機房使用的磁芯櫃、磁帶櫃、終端點等輔助設備應是難燃材料和非燃材料，應采取防火、防潮、防磁、防靜電措施。計算機機房內所使用的紙，磁帶和膠卷等易燃物品。要放置於金屬製的防火櫃內。
7、火災報警及消防設施
中心站內應設置鹵代烷1211或1301滅火器。禁止使用水，幹粉或泡沫等易產生二次破壞的滅火劑。
8、其他防護和 安全管理
(1)、防靜電
計算機機房的安全接地應符合GB2887中的規定。(注：接地是防靜電采取的最基本措施)；在易產生靜電的地方，可采用靜電消除劑和靜電消除器。
(2)、防雷擊
計算機機房應符合GBl57《建築防雷設計規範》中的防雷措施。在雷電頻繁區域，應裝設浪湧電壓吸收裝置。
(3)、防鼠害
在易受鼠害的場所，機房內的電纜和電線上應塗敷驅鼠藥劑。計算機機房內應設置捕鼠或驅鼠裝置
五、井下分站場地技術安全要求
1、井下分站所在巷道應適當擴大巷道斷麵，並采用加強支護。
2、井下分站支護采用不燃材料支護。
3、分站應在新鮮風流中。
4、分站應設置在直線巷道內，不得布置在運輸巷拐彎處。
5、分站應選擇在頂板穩定、無淋水的幹燥巷道內。
6、設置分站的巷道壁麵應抹光平整，刷白。
7、分站的電纜應在巷道壁麵上固定整齊。
8、分站儀放置距低麵應大於30cm。
9、分站須安設防盜照明燈。
第六節 安全監測監控係統 管理製度
1．在監控製係統中心站必須24小時有人值班，值班人員隨時通過大屏幕顯示器監控各分站傳感器的運行情況，發現異常情況，及時彙報給礦負責人安排處理。
2．值班人員在值班過程中，嚴禁做與本職工作無關的工作，嚴禁睡崗、脫崗，更不得出現空班現象。
3．監測監控係統調試完畢後，礦上應派出專人參加廠家組織的監控培訓班，學習監控係統的運行原理、流程和日常維護，學習監控係統的基本管理知識；監控係統必須由專職維護工進行日常維護和檢修。
4．在井下作業時，必須愛護監控設備和設施，不得破壞監控設施。
5．掘進工作麵放炮前，必須對工作麵瓦斯傳感器等進行保護，防止因放炮衝擊波損壞瓦斯傳感器等設施。
6．教育職工愛護監測監控設施及裝備，非專職維修人員不得擅自拆、修監控設備。
7．每月定期將傳感器送到廠家在當地設立的維修站進行校正。在運行運行過程中如發現傳感感器異常，必須及時將傳感器送到廠家在當地設立的維修站進行校正、維修。
8．監控係統值班人員必須將每天的監控報表打印出來，礦負責人必須每天對監控報表進行審閱，發現問題及時安排處理，審閱後的報表必須及時存檔，以備查閱。
9．監測監控係統值班人員必須熟悉該係統的原理和流程。
10．監測監控係統必須定期維修、保養，監控室必須保證清潔衛生，確保監控設備一塵不染，值班人員必須愛護監控設備。監控室不得堆放雜物。
11．安裝斷電控製係統時，必須根據斷電範圍要求，提供斷電條件，並接通井下電源及控製線。安全監控設備的供電電源必須取自被控製開關的電源側，嚴禁接在被開關的負荷側。
拆除或改變與安全監控設備關聯的電氣設備的電源線及控製線，檢修與安全監控設備關聯的電氣設備，需要安全監控設備停止運行時，須報告調度室，並製定安全措施後方可進行。
12．.安全監控設備必須定期進行調試、校正，每月至少1次，甲烷傳感器采用載體催化元件的甲烷檢測設備，每7天必須使用標準氣樣和空氣樣調校1次。每7天必須對甲烷超限斷電功能進行測試。
安全監控設備發生故障時，必須及時處理，在故障期間必須有安全措施。
13．必須每天檢查安全監控設備及電纜是否正常，使用甲烷檢測報警儀或便攜式光學甲烷檢測儀與甲烷傳感器進行對照，並將記錄和檢查結果報監測值班員；當兩者數據誤差大於允許誤差時，先以讀數較大者為依據，采取安全措施必須在8小時內對2種設備調校完畢。
14．礦井安全監控中心站必須實時監控全部采掘工作麵瓦斯濃度變化及被控設備的通、斷狀態。礦井安全監控係統的監測日報表必須報礦長和技術負責人閱。

第九章 礦井安全檢測及其它裝備、礦山救護隊
第一節 礦井安全檢測及其它裝備
一、礦井通風檢測儀表
礦井應有足夠數量的風表、幹濕溫度計、空盆氣壓計、U型傾斜壓差計、皮托管等通風監測儀器儀表，其數量、型號見表9-1-1。
表9-1-1 通風檢測儀器儀表

二、礦井瓦斯及其它氣體檢測儀表
礦井必須配備足夠數量的光學瓦斯檢定器和適量的高濃度瓦斯檢定器、便攜式瓦斯檢測報警儀、瓦斯、氧氣檢測儀和一氧化碳檢定器等。見表9-1-2。
表9-1-2 礦井瓦斯及其它檢測儀表

第二節 礦山救護隊
礦山救護隊是處理礦井水、瓦斯、火、頂板等災害的專業隊伍，根據《煤礦安全規程》(2006版)：第四百九十三條規定：所有煤礦必須有礦山救護隊為其服務，礦山救護隊至服務礦井的距離以行車時間不超過30min為限。赫章縣煤炭工業局設有救護中隊，救護中隊至平山煤礦的距離為30km，不能滿足《煤礦安全規程》規定，平山煤礦可與赫章縣救護中隊簽定救護協議，隨時保持通訊暢通，使其在本礦發生災難時及時實施救護，另外還必須設立輔助礦山救護小隊，編製為10人，並製定事故應急救援預案。輔助礦山救護小隊的裝備見表9－2－1。
新招收的輔助救護隊員必須經過45天的救護知識基礎培訓，經考試合格後，才能成為正式輔助救護隊員，且每年必須接受2周的培訓和知識更新教育。
救護隊員不應超過40歲，其中35歲以下隊員應保持在2/3以上。指戰員每年應進行1次身體檢查。對身體不合格或超齡人員應及時調整。
新招收的礦山救護隊員，應具有初中以上文化程度，年齡在25周歲以下，從事井下工作1年以上。
必須堅持“加強戰備，嚴格訓練，主動預防，積極搶救。”的原則，不斷提高整體作戰能力，使事故造成的人員傷亡和財產損失降到最低限度，為安全生產做出積極貢獻。

表9-2-1 輔助礦山救護隊最低限度技術裝備表

第三節 礦山保健設施
一、井口保健站
本礦井在工業場地設置保健站，職工及家屬就醫可依托就近鄉鎮醫院。
礦井設有工人浴室，並在更衣室及浴室設置太陽燈照射設備。
為了保護礦山環境和工人健康，設計對廢水、廢氣、噪聲、矸石等汙染均采取了相應的治理措施。
職業病防治需進一步與就近的赫章縣醫院簽定礦井職工保健急救協議。
二、井下急救站
本礦為9萬t/年的礦井，不設井下急救站，但井口保健站內須設電話、急救藥品、止血設備、骨折固定用具、擔架和蓋毯等保暖物品。另外，還應有簡易病床、桌椅和其它衛生設備。
三、礦井廢水、廢氣、矸石、噪聲等治理措施
1）工業場地綠化
工業場地是產生粉塵、噪聲和有害氣體的主要地段。綠色植物能夠製造氧氣、吸收一氧化碳和有害物質，同時還具有降塵、滯塵、衰減噪聲、監測環境、改善小氣候和美化環境等功能。因此，應重視對工業場地的綠化，以種植具有抗毒性和防護性樹木為主。在通風機房、泵房及坑木加工房等高噪聲源附近種植長綠灌木，高矮搭配，形成一定寬度的吸聲林帶。
在井口辦公樓門前及周圍人流集中的地方，以美化、綠化與防風相結合，采用花壇綠化形式，種植女貞、梧桐等喬木，道路兩旁種植行道樹。在鍋爐房、貯煤場及礦燈房等散發粉塵和有害氣體的建築物附近，種植滯塵性、抗毒性強的樹種。
2）生產、生活廢水處理
礦井建成後，工業場地生產、生活汙、廢水主要有糞便汙水、食堂汙水、礦燈房及浴室廢水，其中主要汙染物是懸浮物和有機物。汙廢水中燈房廢水采用中和處理，食堂汙水采用隔油池處理後與其餘汙廢水一起采用XFZ-Ⅰ-5型生活汙水生物處理綜合裝置處理。

圖9－3－1井下水處理工藝流程圖
以上汙廢水經處理後，均能達到《汙水綜合排放標準》（GB8978－1996）一級標準要求。經處理達標後的汙廢水經場地排水溝排入附近衝溝。
3）固體廢棄物治理
主要固體廢物為煤矸石，包括礦井采掘矸石和篩選矸石。礦井預計矸石產生量為0.9萬t/a，此外，還有少量鍋爐爐渣和生活垃圾產生。
矸石山設在井口附近的荒溝內，距井口約35m，矸石初期用於平整場地，後期運至排矸場堆放，待風化後進行複土造林。為防止矸石堆放對環境造成汙染，矸石堆場設有排水溝和防洪擋牆。
生活垃圾定點填埋處理，少量醫務室垃圾采用專門的容器收集後外運至赫章縣其它醫療機構的醫療垃圾一同集中處理。
4) 消煙、除塵和消音措施
鍋爐燃煤煙塵經工業鍋爐脫硫除塵器濕法除塵後經煙囪排入大氣，其衝灰水經處理後循環使用不外排，露天貯煤場設置在井口附近，由於雨量充沛，平均相對濕度較大，因此，貯煤場揚塵在一般情況下對周圍環境影響不大，設計考慮在貯煤場周圍種植對粉塵具有較高吸附能力的樹種和草皮淨化空氣以減少貯煤場對周圍環境的汙染。在幹燥少雨季節需灑水防塵。在該礦建成後，主要的高噪聲源有：通風機、坑木加工房、鍋爐房、井下采掘設備等，設計選用高效低噪設備，對於井下采掘設備、坑木加工房等不易消聲、隔聲的場所，采取工作人員佩帶耳塞等個體防護措施，保證人體健康。

第十章 勞動定員和概算
安全生產是煤炭建設的命脈，建立、健全礦井安全保證體係，完善安全崗位責任製，是礦井建設的重要環節。根據國家煤礦安全監察局煤安監監一字[2002]65號文“關於印發《煤礦（井工、露天）初步設計安全專篇編製內容》的通知規定，來編製安全專篇勞動定員和概算。
第一節 安全勞動定員
一、按崗位編製勞動定員
礦井安全勞動定員主要包括安全管理、安全檢查、安全監測、安全救護等專職人員，按崗位該礦井共需要安全勞動定員48人。生產中可根據實際的安全人員需求作相應的調整。本煤礦安全專用工程設施勞動定員包括：
1、通風、氣體、粉塵檢測人員；
2、防塵、防爆、隔爆工程設施操作、維修專職從員；
3、礦井安全裝備和儀器儀表專職保管、維護、收發人員；
4、礦井安全監測監控係巡視、維護專職人員；
5、井上下消防材料庫材料、器材發放、保管專職人員；
6、瓦檢員；
7、井下防滅火工程專職人員；
8、地麵急救站專職醫護人員；
9、安全員。
二、安全培訓
㈠　培訓人員及數量
按照有關法律、法規、標準的規定要求，對單位各類人員進行安全教育培訓。單位主要負責人、安全管理人員、特種作業人員持證上崗；其他從業人員按規定培訓合格後上崗。
平山煤礦安全技術培訓人員為155人。
㈡ 安全生產教育培訓的要求：
生產經營單位的安全教育工作是貫徹經營單位方針、目標，實現安全生產、文明生產、提高員工安全生產意識和安全素質、防止產生不安全行為、減少人為失誤的重要途徑。安全生產教育製度作為加強安全生產管理，進行事故預防的重要而且有效的手段，其重要性首先在於提高經營單位管理者及員工做好安全生產管理的責任感和自覺性，幫助其正確認識和學習職業安全健康法律法規、基本知識。其次是能夠普及和提高員工的安全技術知識，增強安全操作技能，從而保護自己和他人的安全與健康。
《安全生產法》對安全生產教育培訓作出如下規定：
⒈生產經營單位的主要負責人和安全生產管理人員必須具備與本單位所從事的生產經營活動相應的安全生產知識和管理能力。應該由有關主管部門對其安全生產知識和管理能力考試合格後方可任職。
⒉生產經營單位應當對從業人員進行安全生產教育和培訓，保證從業人員具備必需的安全知識，熟悉有關的安全生產規章製度和安全01manbetx ，掌握本崗位的安全操作技能。未經安全生產教育和培訓合格的從業人員，不得上崗作業。
⒊生產經營單位采用新工藝、新技術、新材料或者使用新設備，必須了解、掌握其安全技術特征，采取有效的安全防護措施，並對從業人員進行專門的安全教育和培訓。
⒋生產經營單位的特種作業人員必須按照國家有關規定經專門的安全作業培訓，取得特種作業操作資格證書，方可上崗作業。
⒌生產經營單位應當教育和督促從業人員嚴格執行本單位的安全生產規章製度和安全01manbetx ；並向從業人員如實告知作業場所和工作崗位存在的危險因素、防範措施以及事故應急措施。
⒍從業人員應該接受安全生產教育和培訓，掌握本職工作所需的安全生產知識，提高安全生產技能，增強事故預防和應急處理能力。
㈢ 安全生產教育培訓的對象和內容
⒈生產經營單位主要負責人的安全生產教育培訓
⑴ 基本要求
① 生產經營單位的主要負責人必須進行安全資格培訓，經安全生產監督管理部門或法律法規規定的有關主管部門考核合格後並取得安全資格證書後方可任職；
② 生產經營單位的主負責人每年應進行安全生產再培訓。
⑵ 培訓的主要內容
① 國家有關安全生產的方針、政策、法律和法規及有關行業的規章、規程、規範和標準；
② 安全生產管理的基本知識、方法與安全生產技術，有關行業安全生產管理專業知識；
③ 重大事故防範、應急求援措施及調查處理方法，重大危險源管理與應急求援預案編製原則；
④ 國內外先進的安全生產管理經驗；
⑤ 典型事故案例分析。
⑶ 對培訓時間的要求
生產經營單位的主要負責人安全資格培訓時間不得少於72學時，每年再培訓時間不得少於24學時。
⒉對安全生產管理人員的培訓要求
⑴ 基本要求
① 生產經營單位的安全生產管理人員必須進行安全資格培訓，經安全生產監督管理部門或法律法規規定的有關主管部門考核合格後並取得安全資格證書後方可任職；
② 生產單位的安全生產管理人員每年應進行安全生產再培訓。
⑵培訓的主內容
① 國家有關安全生產的方針、政策、法律和法規及有關行業的規章、規程、規範和標準；
② 安全生產管理知識、安全生產技術、勞動衛生知識和安全文化知識，有關行業安全生產管理專業知識；
③工傷保險的政策、法律、法規；
④ 傷亡事故 和職業病統計、報告及調查處理方法；
⑤ 事故現場勘驗技術，以及應急處理措施；
⑥ 重大危險源管理與應急求援預案編製；
⑦ 國內外先進的安全生產管理經驗；
⑧ 典型事故案例分析。
⑶ 對培訓時間的要求
生產經營單位的安全生產管理人員安全資格培訓時間不得少於90學時，每年再培訓時間不得少於24學識。
⑷ 再培訓的主要內容
再培訓的主要內容是新知識、新技術和新本領，包括：
① 有關安全生產的法律、法規、規程、標準和政策；
② 安全生產的新技術、新知識；
③ 安全生產管理經驗；
④ 典型事故案例。
⒊對生產經營單位其他從業人員安全生產的教育培訓
⑴ 生產經營單位其他從業人員
生產經營單位其他從業人員是指除主要負責人和安全生產管理人員以外，該單位從事生產經營活動的所有人員，包括其他負責人、管理人員、技術人員和各崗位的工人，以及臨時聘用的人員。
⑵ 新從業人員
礦上對新從業人員，應進行礦、區隊、班組三級安全生產培訓。
① 礦級安全生產教育培訓內容主要是：安全生產基本知識；本單位安全生產規章製度；勞動紀律；作業場所和工作崗位存在的危險因素、防範措施及事故應急措施；有關事故案例等。
② 區隊級安全生產教育培訓內容主要是：本區隊安全生產狀況和規章製度；作業場所和工作崗位存在的危險因素、防範措施及時事故應急措施；事故案例。
③ 班隊級安全生產教育培訓內容主要是：崗位安全01manbetx ：生產設備、安全裝備、勞動防護用品(用具)的正確使用方法；事故案例等。
④ 新工人的培訓時間不得少於72學時，經考核具備入井實習資格後，在老工人的帶領下實習2個月，然後再進行相應工種的崗位安全培訓考核，經考核合格，具備安全工作資格，方可獨立上崗作業。
⑶ 調整工作崗位或離職離崗一年以上重新上崗的從業人員
從業人員調整工作崗位或離職一年以上重新上崗時，應進行相應的區隊級安全生產教育培訓。
單位實施新工藝、新技術或使用新設備、新材料時應對從業人員進行有針對性的安全生產教育培訓。
⑷ 單位要確立終身教育的觀念和全員培訓的目標
對單位從業人員應該進行經常性的安全生產教育培訓，其內容主要是：安全生產新知識、新技術、安全生產法律法規；作業場所和工作崗位存在的危險因素、防範措施及事故應急措施；事故案例等。
⒋特種作業人員的安全生產教育
特種作業人員上崗作業前，必須進行專門的安全技術和操作技能的培訓教育，增強其安全生產意識，並獲得證書後方可上崗，特種作業人員培訓推行全國統一培訓大綱、統一考核教材、統一證件的製度。特種作業人員技術考核包括安全技術理論考試與實際操作技能考核兩部分，以實際操作技能考核為主，離開特種作業崗位達六個月以上的特種作業人員，應當重新進行實際操作考核，經確認合格後方可上崗作業。取得《特種作業人員操作證》者，每2年進行1次複審。連續從事本工種10年以上的，經用人單位進行知識更新教育後，每4年複審1次。複審的內容包括：健康檢查、違單記錄、安全新知識和事故案例教育、本工種安全知識考試。未按期複審不合格者，其操作證自行失效。
三、安全生產教育培訓形式和方法
安全教育培訓方法和一般教學方法一樣，多種多樣，各有特色。在應用中要針對培訓內容和培訓對象，靈活選擇。安全教育可采用講授法。實際演練法、案例研討法、讀書指導法、宣傳娛樂法等。
經常性安全培訓教育的形式有：每天的班前後會上說明安全注意事項；安全活動日；安全生產會議；各類安全生產業務培訓班；事故現場會；張貼安全生產招貼畫、宣傳標語及標誌；安全文化知識競賽等。
培訓計劃
結合礦井實際生產情況，由各級行政領導負責安全技術培訓工作。首先，主管安全工作的礦長組織安全監察、勞資、幹部、教育等有關部門編製詳細的安全培訓規劃和年度培訓計劃。安全監察部門必須監督安全技術培訓計劃的實施。
批準的安全技術培訓計劃，應同企業的其它計劃一樣，必須保證完成。
四、勞動定員表
安全勞動定員詳見表10-1-1