山西省***公司**煤礦擴建(整合)初步設計安全專篇

前 言

**煤礦隸屬山西省***公司。井田位於山西省河曲縣境內，係河曲、保德煤田待開發的礦井之一，礦井設計生產能力2.4Mt/a。礦井工業場地距河曲縣城南約30km處之黃河東岸，西與陝西省府穀縣隔河相望。
2005年1月由***設計研究院完成了《山西省**煤礦可行性研究報告》，山西省煤炭工業局2005年11月組織專家組進行了審查，並以晉煤規發（2005）919號文予以批準。隨後，***設計研究院完成了礦井初步設計以及初步設計的修改，山西省煤炭工業局組織專家審查後並以晉煤辦基發（2006）610號對礦井初步設計進行了批複。根據國家煤礦安全監察局文件煤安監監一字［2002］65號文件“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”精神，受山西省***公司的委托，2006年9月我院承擔編製了《山西省***公司**煤礦初步設計安全專篇》的任務。2007年6月28日山西煤礦安全監察局組織有關專家對上述《安全專篇》進行了認真審查，我院根據專家意見，編製了本《山西省***公司**煤礦擴建（整合）初步設計安全專篇（修改版）》。
一、編製設計的主要依據
1、設計委托書。
2、國家煤礦安全監察局煤安監監一字（2002）65號“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”。
3、國家安全生產監督管理局及國家煤礦安全監察局2003年7月4日公布的《煤礦建設項目安全設施監察規定》。
4、山西地科勘察有限公司2006年4月編製的《山西省***公司**煤礦井田勘探(精查)地質報告》。
5、山西省河曲縣煤管局為本次設計提供的火山、大石溝等煤礦采掘現狀及有關其它資料。
6、國土資礦劃字[2006]063號文件：國土資源部劃定礦區範圍批複。
7、***設計研究院2005年9月編製的《山西省***公司**煤礦初步設計》。
8、山西省煤炭工業局晉煤辦基發（2006）610號“關於山西省***公司**煤礦及選煤廠初步設計的批複”。
9、***設計研究院2006年1月編製的《山西省***公司**煤礦初步設計修改》。
10、2007年6月1日山西省煤礦安監局組織的對**煤礦安全設施設計審查意見。
11、《中華人民共和國安全生產法》、《礦山安全法》、《煤礦安全監察條例》等有關法律、法規。
12、《煤礦01manbetx 01manbetx 》、《煤炭工業礦井設計規範》、《礦井防滅火規範》、《礦井通風安全裝備標準》、《礦井通風安全監測裝置使用管理規定》、《煤礦救護01manbetx 》、《礦井水文地質01manbetx 》、《建築物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采01manbetx 》、《礦山電力規範》等有關規程、規範及規定或細則。
二、設計指導思想
本設計的指導思想是在設計工作中堅持以經濟效益為中心，以安全生產為根本，認真研究本礦初步設計中采、掘、機、運、通各係統及各環節所涉及的安全問題，03manbetx 可能存在的不安全因素，按照有關規程、規範及規定或細則的要求，編製出有效防治相應災害的設計內容，把礦井整體的安全性放在首位，配套完善礦井各個係統的安全設施和裝備，對礦井可能發生的災害進行綜合治理，把不安全的因素消除在萌芽狀態，將礦井建成一個安全、高效、經濟效益好的新型煤炭企業，為國民經濟的可持續發展作出應有的貢獻。
三、設計的主要特點及安全評價
（一）設計的主要特點
礦井設計生產能力為2.40Mt/a，礦井服務年限為125.5a，礦井開拓方式為主斜井—副平硐綜合開拓方式。以四個井筒開發全井田。
1、充分利用了原火山礦工業場地、鐵路裝車站。將原有的主斜井井筒刷大改造後作為主斜井，改造利用了原火山礦的材料平硐作為副平硐，利用原平硐作為排水平硐，改造利用原大石溝礦的主斜井作為專用回風斜井。井下大巷基本位於井田中央地段，工程量最省，減少了礦井投資。
2、主斜井采用芳綸芯帶式輸送機提升方式，運量大、連續性強、自動化程度高；副平硐采用防爆無軌膠輪車運輸方式，實現了從井口到井下回采工作麵連續直達的先進提升運輸係統。
3、井下主要大巷沿煤層布置，煤炭運輸采用帶式輸送機連續化運輸，大巷帶式輸送機與主斜井帶式輸送機共用為一條，減少了運輸環節；輔助運輸采用防爆無軌膠輪車，大巷基本布置於井田中部，大巷兩側直接布置回采工作麵，開拓開采係統簡單、工程量省。
4、推薦采用了利於提高煤質，利於安全生產、機械化程度高的一次采全高綜采采煤法，適當加大了回采工作麵長度和工作麵連續推進長度；實現集約化生產，以“一井一麵”保證礦井設計生產能力。
5、改造及新建的井巷工程基本上全部采用錨噴或錨杆、錨索聯合支護方式，實現了支護錨噴化。
6、重點完善影響本礦安全生產的煤塵爆炸、自燃發火、井下水三大自然災害防治措施的同時，健全了其它自然災害的防治措施，為全礦井的安全生產打下了堅實基礎。
7、地麵布置緊湊合理、分區明確、線路簡捷、占地麵積小。
8、礦井擴建建設工期短、全員效率高、用人少、投資低。
(二)安全評價
1、礦井開采
礦井安全出口完善，各安全出口間的距離大於30m。井筒采用了混凝土砌镟或錨噴支護方式，大巷支護以錨網噴支護為主；采掘工作麵機械化程度高，控製礦壓顯現措施得力；配備了礦壓觀測設備，對掌握礦壓規律，采取行之有效的措施提供了保證。
2、礦井通風
礦井采用機械抽出式通風方式，中央分列式通風係統，設置了完善的通風構築物，井下各用風地點的風量、風速均符合《煤礦01manbetx 》要求；礦井反風采用風機反轉反風方式，係統安全可靠，抵禦災害能力較強。
礦井配備了足夠的通風安全儀器儀表，為及時掌握調整通風參數提供了保證。
3、礦井瓦斯、煤塵爆炸的預防
礦井配備了安全、生產監測監控係統、完善的消防灑水係統和回采工作麵防塵注水設備，建立一套完善的瓦斯、煤塵爆炸預防及隔爆係統。回風斜井井口設有防爆門，可防止災害02manbetx.com 的擴大。
4、礦井防火、防水措施
井上、下設有消防材料庫，並配備了足夠的消防器材，能滿足災後救災工作使用；井下巷道支護材料采用不燃性材料；礦井選用的帶式輸送機膠帶及電纜等都具有阻燃性能；進風井井口均設有防火門或防火設施。井下設有消防灑水係統，能保證救災工作正常進行。設計采用移動式注氮係統及束管監測防滅火措施，適合本礦實際情況。
井下設有完備和合理的防水煤柱並配備了探放水設備，可以有效防止突發水02manbetx.com 的發生，設計本礦開采8號煤初期井下湧水由主水泵房經副平硐排出地麵，後期經排水大巷，排水平硐自流出井，至地麵礦井水處理站。各排水井巷水溝斷麵、主水泵房排水設備能力滿足排水要求，和井底水倉有效容量符合《煤礦01manbetx 》要求。又能保證在最大湧水時礦井的正常生產。
礦井的所有井口均位於最高洪水位之上；礦井工業場地內設有排洪溝等，能有效地防止地表水對礦井生產產生影響。
5、其他災害的防治
針對本礦采掘機械化程度較高的情況，設計對各類設備及行走車輛，可能引發的02manbetx.com 製定了可靠的預防措施。要求各單項工程，各種設備都必須懸掛標誌牌，各崗位工種都必須按照《煤礦01manbetx 》、《作業規程》、《01manbetx 》進行標準化作業和管理。井下設有急救站，傷員能得到及時的救助，該礦保健設施完善，02manbetx.com 救助條件可靠。
6、礦井救護
礦井救護工作主要依托於河保偏礦山救護隊，並且礦井設有輔助救護隊，能保證礦井發生災害後及時得到救護。
總之，在該項目的設計過程中，嚴格按照《中華人民共和國煤炭安全法》規定的“安全第一，預防為主”的方針，遵照《煤礦安全規程》、《煤炭工業礦井設計規範》等規程、規範的要求，對與礦井安全有關的部分，該配的設備、設施配備齊全，確保了礦井的安全生產。建設單位按照設計進行施工和安裝，並遵守有關規程、規定進行生產，一定能把本礦井建成一個安全有保障、經濟效益好的企業。
四、待解決的主要問題
1、雖然本井田內8、9、10、11、12、13號煤層的西部部分區域位於奧灰水位以下，但此區域的突水係數小於臨界突水係數，正常情況下開采不會發生突水事故，但如果有隱伏斷裂構造，有可能發生突水危險，應在開采前進一步查明本井田西部開采區域隱伏斷裂構造情況。
2、鑒於本井田內、周邊小窯及老窯調查不夠全麵，應進一步查明小窯采空範圍及老窯範圍、采空區積水範圍、水量，防止事故發生。

第一章 井田概況及安全條件

第一節 井田概況

一、地理概況
1、交通位置
**礦區位於河曲縣城南30km處之黃河東岸，西與陝西省府穀縣隔河相望。行政區劃隸屬河曲縣巡鎮鎮、舊縣鄉、**鄉管轄，其地理座標為東經111°12′59″～111°14′01″，北緯39°09′55″～39°13′09″。
區內交通方便，由寧武縣陽方口經五寨縣三岔、韓家樓至河曲縣城的柏油公路及自陰塔至火山礦的鐵路專用線繞井田西部、南部通過，距北同蒲鐵路陽方口車站140km，距公路交通樞紐三岔鎮70km，距寧武～岢嵐鐵路支線的五寨車站約90km。
礦區交通位置詳見圖1-1-1。
2、地形地貌
井田地處山西黃土高原西北部，西臨黃河，地形變化總的趨勢東高西低，最高海拔位於東部郭家焉村南，標高1112.2m，最低海拔位於西部黃河階地，標高832.9m，最大相對高差279.3m，一般相對高差在100m左右，屬中～低山區。地麵多係黃土覆蓋，但植被不發育。
3、水係
礦區周邊主要河流有黃河、縣川河。
（1）黃河
基本沿礦區西界由北向南流過，據河曲縣水文站資料，黃河曆年最高水位＋851.00m，最低水位＋844.38m，建站以來，最小流量為50m3/s，最大流量為8000m3/s，河床坡降為萬分之七。
（2）縣川河
基本沿礦區南部由東向西流過，縣川河河長109km，平均寬14.18m，流域麵積1610km2，最大洪水位標高889.7m(1976年)，季節性河流。該河在黃河入口處標高為＋840m，是當地侵蝕基準麵。
區內水係常年幹枯，隻有洪水季節，山洪自東向西流入黃河。
4、氣象及地震情況
（1）本區屬大陸性半幹旱型氣候，氣溫變化大，降雨量小，據河曲縣氣象局提供的近十年（1990～2000年）的氣象資料，年最高氣溫38℃，年最低氣溫-25℃，年平均氣溫8.8℃。年最大降雨量715.3mm，年最小降雨量211.4mm，多年平均降雨量447.5mm，降雨較少，且多集中在7～9月份。3～4月間多風，風向多為西北，風力一般為3～5級，最大達7級。封凍期一般由11月份至來年3月份，凍結深度常在1m左右，曆年最大凍結深度1.45m。
（2）地震
根據 (GB/50011-2001《建築抗震設計規範》井田內地震烈度為Ⅵ度。
二、主要自然災害
本區自然條件比較溫和，基本無其他較嚴重的自然災害。
三、周邊礦井及小窯
河曲礦區內正建的一對特大型礦井為上榆泉礦井，其礦井的設計生產能力為3.0Mt/a，係由山西魯能河曲電煤開發有限責任公司開發建設，緊鄰本礦北側，擬建的另一對特大型礦井為上榆泉礦井北部的黃柏礦井。
河東煤田河曲礦區自古就有小窯開采，近年來，河曲縣共有57座小煤礦在不同地段進行著不同程度的開采，年煤炭總產量一直維持在百萬噸左右；擬整合的**井田地處河曲礦區的南部是其中的一部分，井田內共有河曲縣火山煤礦、石梯子煤礦、大石溝煤礦、雙口煤礦、南正溝煤礦、楊家溝煤礦、紙房溝煤礦七座煤礦和劉家溝煤礦、巨寶溝煤礦兩個已經關閉的煤礦，開采年限不等，規模不一。
地質報告中對以上煤礦與老、小窯的基本情況做了調查，對周邊其他礦井也做了了解。整合礦井一覽表見表1-1-1。井田內及周邊礦井分布圖，見圖1-1-2。現介紹以下幾個小煤礦的基本情況。
（一）井田內及周邊煤礦
1、石梯子煤礦
位於**井田的西北部，屬鎮辦煤礦，采礦許可證證號1400009942672。批準開采8、9、11號煤層，井田麵積2.0833km2，原地質儲量3453.23萬t。現開采8號煤層，石梯子煤礦設計生產能力30萬t/a，實際核定的生產能力為9萬t/a，該礦采用斜井開拓，主斜井傾角為9°，回風斜井傾角為22°；主斜井斜長460.0m，淨斷麵7.4m2，采用串車提升；回風斜井斜長120.0m，淨斷麵4.8m2；井下大巷運輸均采用人力運輸。地麵設有簡易篩分係統。
礦井開采的範圍僅為井底車場附近的很小範圍，原井田內大部分範圍未進行開采，現已關閉。
2、火山煤礦
位於**井田的西部，屬河曲縣營煤礦，采礦許可證證號1400009922714。批準開采8、9、11、12、13、14號煤層，井田麵積3.1075km2，開采8、9號兩層煤層，該礦1953年開工建設，1955年建成投產，1991年進行技術改造擴建，設計生產能力一期21萬t/a，主要環節按60萬t/a考慮，2001年核定實際生產能力15萬t/a，礦井現已停產。
礦井有三個井筒，即主平硐、主斜井及回風斜井，采用平硐，斜井混合開拓。主平硐傾角2～5°左右，長660m，淨斷麵9.6m2，采用防爆三輪車運輸；主斜井傾角18°，淨斷麵9.6m2，長160m，采用雙鉤串車提升；回風斜井傾角30°，斜長150.0m，淨斷麵8.03m2。井下8、9號煤層聯合布置開采，大巷水平運輸標高+850m 水平，沿9號煤層布置。大巷運輸采用電機車運輸方式，工作麵采用人工打眼放炮落煤，房柱式采煤方法采煤，工作麵及順槽運輸采用人力平車運輸；井下湧水量較小；基本無水。
礦井主扇選用4－72－NO16B型88km離心式風機擔負全礦井負壓通風共兩台，一台運轉，一台備用，瓦斯相對湧出量3～5m3/t，為低瓦斯礦井。
該礦在兩個出煤井的地麵煤場均設有簡易篩選係統。進行原煤篩選，原煤經簡單篩分處理後轉載至煤台上火車外運。
3、大石溝煤礦
位於**井田的中部，屬鄉辦聯營煤礦，采礦許可證號1400009922746，批準開采8號煤層，井田麵積0.6045km2。
大石溝煤礦設計生產能力9萬t/a，實際核定生產能力6萬t/a，開采8號煤層，采用斜井開拓，主斜井傾角4°，淨斷麵6.8m2,斜長350m；回風斜井傾角4°，淨斷麵3.7m2，斜長210m。大巷基本沿8號煤層走向或傾向布置，開采水平基本為+970m。
井筒、大巷主采工作麵運輸均采用防爆三輪車運輸；工作麵采用人工打眼炮落煤房柱式采煤方法采煤。礦井為低瓦斯礦井；井下湧水量較小。
地麵設有簡易的篩選係統。
礦井開采的範圍不大，井下大部分範圍尚未進行開采。
4、雙口煤礦
位於**井田的北東部，屬村辦煤礦，采礦許可證證號1400009922677。批準開采8、9、10號煤層，井田麵積0.9119km2，現開采8號煤層。
雙口煤礦設計生產能力9萬t/a，現實際核定的生產能力為5～6萬t/a。采用斜井開拓方式。主斜井、回風斜井在8號煤層露頭處基本沿8號煤層傾斜方向掘進，井筒坡度4～6°，主斜井長160m，淨斷麵7.4m2；回風斜井長120m，淨斷麵4.8m2。井下運輸大巷水平標高945m。主井、大巷及工作麵運輸采用防爆三輪車和人力畜力平車想結合的運輸方式，工作麵采用人工打眼放炮落煤房柱式采煤方法采煤。
礦井為低瓦斯礦井，井下湧水量為60m3/d。
本礦井原井田範圍內將近三分之一的範圍為采空區或古空破壞區。
5、南正溝聯營煤礦
位於**井田的西南角，采礦許可證證號1400000331108，批準開采8、9、10號煤層，關閉前采8號煤層，井田麵積1.4643km2，南正溝煤礦設計生產能力9萬t/a，采用壁式開采，礦井湧水量很小。
6、楊家溝煤礦
位於**井田的南部，采礦許可證證號1400000331116，批準開采13號煤層，現采13號煤層，井田麵積1.6399km2，設計生產能力21萬t/a，實際生產能力為9萬t/a，采用壁式開采，礦井湧水量60m3/d。
7、紙房溝煤礦
位於**礦井的東南角，采礦許可證證號1400000331117，批準開采8、9、10、11、12、13、14號煤層，關閉前采13號煤層，井田麵積1.9251km2，設計生產能力30萬t/a，實際生產能力為15萬t/a，采用壁式開采，礦井湧水量很小。
8、劉家溝煤礦
位於**井田東部邊緣，開采9號煤層，生產能力為3萬t/a，采用房柱式開采，礦井湧水量較小。
9、巨寶溝煤礦
位於**井田東部邊緣，原開采8號煤層，生產能力為3萬t/a，采用房柱式開采，礦井湧水量較小。
以上資源整合煤礦除大石溝主斜井及火山煤礦三個井筒利用外，其餘井筒，已於2006年5月份由河曲縣人民政府組織按照礦井關閉要求全部封閉完畢。
（二）周邊小窯
本井田周邊還有火山村煤礦、大橋溝煤礦、麻地溝煤礦、前麻地溝等煤礦。
地質報告對火山煤礦、石梯子煤礦、大石溝聯營煤礦、紙房溝煤礦的主要巷道進行了測量驗證，其他礦井、小窯等資料均為收集調查資料，對采空、古空範圍及其積水、積氣情況進行了估算，今後工作中應加強調查，預防采空、古空範圍的積水、積氣。
四、礦區水源、電源及通信情況
1、水源條件
礦區內奧陶係灰岩地表水比較豐富，可作為供水水源。黃河沿岸可開采成為較好的供水水源。另外井下排水處理後也可作為礦井生產、消防補充水源，故礦井水源有保障。
2、電源條件
在礦井工業場地建35kV 變電所，兩個供電電源；兩回電源線路。當任一回路故障停電時，另一回路應能擔負礦井全部負荷。
位於礦井工業場地北13km處，巡鎮110kV變電站。其110kV電源有兩回；一回引自保德220kV變電站，另一回引自偏關110kV變電站。巡鎮110kV變電站內設兩台主變壓器，一台31500kVA，另一台50000kVA。
從巡鎮110kV變電站35kV不同母線段各引一回電源線路，作為**煤礦兩回電源。35kV線路導線：LGJ—185。
3、通信
礦井設行政、調度合一的DN-S型，512門型礦用程控通信交換機，設置在礦辦公樓內。礦井通信交換機與河曲縣巡鎮鎮通信分公司彙接。中繼線采用8路光纜，線路長2km。
第二節 安全條件
一、地質特征
(一) 地層
**井田地層自老而新依次為奧陶係中統上馬家溝組、石炭係中統本溪組、石炭係上統太原組、二疊係下統山西組、二疊係下統石盒子組、二疊係上統上石盒子組、第三係上新統保德組、馬蘭組及第四係上更新統。區內第三係、第四係廣泛覆蓋，僅在大的溝穀底部及兩側出露石炭係太原組、二疊係山西組、下石盒子組和上石盒子組地層。
1、奧陶係中統上馬家溝組（O2s）：該組地層僅在井田外南部河塔村以東、沿縣川河見有出露。主要岩性為白雲質灰岩、泥質灰岩、灰岩組成，頂部常見少量淡綠色鈣質泥岩。一般鑽孔揭露厚度15m，ZKL1105孔揭露厚度75.09m，ZKL1113孔揭露厚度42.53m。
2、石炭係中統本溪組（C2b）：該組地層僅在井田外南部、南東部的溝穀中出露。底部為紫紅色含鐵泥岩，偶見黃鐵礦及赤鐵礦礦石；中下部為鋁土岩、含鋁土泥岩、部分淺灰色粉砂岩、粉砂質泥岩，為該區鋁土礦的主要產出層位；中下部為灰黑色具水平層理的粉砂岩、粉砂質泥岩、炭質泥岩，偶見中～粗粒石英砂岩，局部夾煤線。上部為淺灰色1～2層薄層狀函生物狀碎霄灰岩，相當於太原西山的半溝灰岩，即本區L1標誌層。灰岩上部常見波狀層理，層係或單層間常夾有黑色炭質泥岩。灰岩中間偶夾18號不可采煤層。
本溪組地層厚度7.57～33.49m，平均17.73m，與下伏地層呈平行不整合接觸。
3、石炭係上統太原組（C3t）：該組地層主要在井田南東部楊家溝一帶溝穀中出露，為本區可采煤層的主要賦存層位，自下而上分為三段。
(1)太原組一段（C3t1）：底部為灰白色粗粒石英砂岩、粗粒長石石英砂岩，相當於太原西山的晉祠砂岩，即本層S1標誌層，局部為中～細粒長石石英砂岩，偶見含高嶺石中粒砂岩；砂岩上部常見槽狀交錯層理；中下部為泥岩、粉砂質泥岩、粉砂岩，偶見不穩定薄煤層或煤線（17號煤層），局部見疊錐狀灰岩透鏡體，含海相動物化石；中上部有一層，局部見兩層灰白色中～細粒石英砂岩，砂岩成分及結構成熟度較高，見魚骨狀交錯層理照，砂岩底部泥岩中含大量黃鐵礦結核，砂岩之上常有粘土岩、鋁土質泥岩、炭質泥岩夾薄煤層（15號煤層）或煤線；頂部為深灰色生物碎屑灰岩，相當於保德的扒樓溝灰岩，即本區的L2標誌層，由於地殼振蕩，扒樓溝灰岩局部有分叉現象，灰岩中含大量腕足類、腹足類等海相動物化石、灰岩上、下常有薄層狀泥質灰岩或鈣質泥岩，偶見生物擾動構造。
本段地層厚度為20.00～26.92m，平均厚度23.38m。
(2)太原組二段（C3t2）：本段地層主要為巨厚煤層或煤組，即12、13、14號煤層組合。底部為黑色泥岩、炭質泥岩及煤層（14號煤層）；中下部為巨厚煤層（13號煤層），夾0～15層黑色泥岩、炭質泥岩或粘土岩夾矸。煤層頂部一般為中～細粒砂岩，偶見粗粒砂岩透鏡體，煤層頂部砂岩相當於保德橋頭砂岩，上部為黑色泥岩、炭質泥岩、粉砂質泥岩、12號煤層及油頁岩，頂部為灰黑色鈣質泥岩夾2～4層薑黃色泥灰岩或白雲質灰岩透鏡體，即本區L3標誌層。灰岩透鏡體厚度一般10～30cm，長一般40～100cm，具明顯疊錐狀權造，含大量腕足，瓣腮類等海相動物化石。
本段地層中所含12、13、14號煤層，在井田南東部常被剝蝕變薄及其尖滅，地層厚度一般為7.20～38.20m，平均29.42m。
(3)太原組三段（C3t3）：本段地層由粉砂岩、砂礫岩、泥岩及煤層組成。底部為灰黑色泥岩、砂質泥岩；中下部發育11號煤層及黑色含油頁岩；中部發育灰黑色泥岩、粉砂岩、細砂岩互層，中夾10號煤層、煤線，局部細砂岩在煤層頂部相變為薄層砂礫岩層；頂部發育9號煤層及黑灰色泥岩。
本段地層中所含9、10、11號煤層，在井田南東部被剝蝕。地層厚度一般為0～48.6m，平均厚25.45m。
太原組地層厚度一般為65.24～113.72m，平均厚78.25m。與下伏地層呈整合接觸。
4、二疊係下統山西組（P1s）：該組地層在井田東部**溝、南東部楊家溝及黃河東岸邊坡上均有出露，受剝蝕破壞，南東部缺失。底部為灰白色粗粒長石石英砂岩，含礫粗粒長石石英砂岩，相當於太原西山的北岔溝砂岩，即本區S2標誌層。砂岩厚度沿走向變化較大，常有分岔尖滅現象，砂岩下部及底部常含大量煤屑，與下伏地層呈明顯衝刷接觸。砂岩中多見大型板狀交錯層理；中部含5、6、7、8號煤層，其中8號煤層為厚層穩定煤層，煤層中往往夾一層含水鋁石高嶺質粘土岩夾層，煤層之下為深灰色泥岩、含砂高嶺質粘土岩、粉砂岩，粉砂岩中局部見直立蘆木樹幹化石；上部為中～細粒長石石英砂岩、粉砂岩、深灰色泥岩夾1～2層煤線，粉砂岩中常含大量直立蘆木樹幹化石，直徑多在10～20cm。
山西組地層厚度為29.22～44.83m，平均厚27.48m。與下伏地層呈整合接觸。
5、二疊係下統下石盒子組（P1x）：本組地層在井田西部溝穀中大麵積出露，在南東部溝穀中零星出露，因南東部剝蝕嚴重而缺失。底部為灰白色粗粒長石石英砂岩、含礫粗粒長石石英砂岩，相當於太原西山的駱駝勃子砂岩，即本區S3標誌層。砂岩與下伏山西組地層呈衝刷接觸，局部地段衝刷作用強烈，在貓兒溝煤礦及ZK1305孔等處，S3砂岩直接與山西組中部8號煤層接觸；下部為深灰色泥岩、粉砂岩、高嶺質粘土岩夾薄煤層及煤線，含植物化石；上部以灰綠色粉砂岩為主，夾灰白色中～細粒長石石英砂岩、粉砂質泥岩、泥岩，泥岩中含植物化石，並偶夾煤線。
區內下石盒子組地層賦存厚度為0～103.40m，平均75.06m，與下伏地層呈整合接觸。
6、二疊係上統上石盒子組（P2s）：本組地層在井田北西部溝穀中有出露，井田南東部缺失。底部為厚層狀黃綠色粗粒長石砂岩、長石石英砂岩，即本區S4標誌層石梯子砂岩；中上部為黃綠色粗粒長石質砂岩、岩屑砂岩與紫紅色粉砂質泥岩、粉砂岩、泥岩互層，含少量粘土岩。
區內上石盒子組地層賦存厚度為0～80m，平均33.74m，未見頂。與下伏地層呈整合接觸
7、第三係上新統保德組（N2b）：本組地層在井田中南部、中東部均有出露，岩性為礫岩層，礫石主要為灰岩，少量矽質岩，磨園普遍較好，鈣質膠結，厚度為0～32.0m，平均厚3m左右。角度不整合於下伏地層之上。
8、第三係上新統靜樂組（N2j）：本組地層在井田中南部、中東部均有出露，以紫紅色、紅色亞砂粘土、亞粘土為主，地層厚度為0～63.0m，平均15.3m，角度不整合覆蓋於下伏地層之上。
9、第四係上更新統馬蘭組（Q2+3）：本組地層大麵積覆蓋井田，岩性主要為淺黃色亞砂土、砂土，垂直節理發育，直立性好。地層厚度為0～84.0m，平均27.77m。角度不整合覆蓋於下伏地層之上。
10、第四係全新統（Q4）：本組地層主要覆蓋於井田北西部、南部溝穀底及黃河邊緣，為現代殘坡積和衝洪積物，主要為現代殘坡積和衝洪積物，地層厚度為0～10.0m，平均1.0m。角度不整合於下伏地層之上。
(二) 地質構造
礦區位於山西地台西北部呂梁隆起北段之西翼，與鄂爾多斯盆地東部邊緣的交接部位。區域總的構造線為北北東向，其中發育了一係列北西向的構造形跡。區域中南部構造發育，北部構造比較簡單，未見大的褶曲及斷裂構造。
井田內的地層產狀平緩，總體為一向北西方向傾斜的單斜構造，其上發育少量不明顯的次級寬緩褶曲，傾角2°～11°之間，一般5°～7°。井田構造屬簡單類。
井田內褶曲構造不太發育，僅在井田南西部發育三條波狀起伏的、寬緩的背向斜構造，辛莊背斜軸自ZKL606-ZKL503-ZKL321-辛莊一帶延伸，寬約1200～1500m，背斜南翼傾向西，北翼傾向北西，傾角2°～3°；小伍村向斜軸自ZKL906-ZKL919-ZKL905一線延伸，寬約1000m左右，南翼傾向北西，北翼傾向南西，傾角3°左右。此外在ZKL305、ZKL406一帶存在一小型向斜構造，軸向和寬度均為400m左右，該向斜構造使該處地下水具承壓性，如ZKL305孔自流湧水孔。
本井田經地表及眾多鑽孔揭露，未發現較大規模的斷裂構造，也未發現有陷落柱，在第三係地層中發現岩漿岩。
三、煤層及煤質
（一）煤層
本區含煤地層屬石炭、二疊係含煤地層，即包括石炭係本溪組、上統太原組、二疊係下統山西組和下石盒子組，其中以太原組和山西組為主要含煤地層。
井田內共發育（或局部發育）14層煤層：5、6、7、8、9、10、11、12、13、14、15、16、17、18、號煤層，各煤層平均累計為38.23m，其中8、9、10、11、12、13號六層煤層為本區穩定或較穩定可采煤層，5、6、7、14、15號五層煤層為本區局部或零星可采煤層，其餘均為不可采煤層。現根據地質報告將井田內七層可采煤層分述如下：
7號煤層：位於山西組中上部，下距8號煤1～8m，煤層結構簡單，含有1～2層夾矸。在井田中南部可采，為局部可采煤層，煤層厚0～3.44m，平均0.63m，可采區平均厚度為1.75m。為不穩定煤層。
8號煤層：俗稱9尺煤及5尺煤，位於山西組地層中部或中上部。下距9號煤層4.07～16.48m。煤層厚度0.90～12.41m，平均4.73m，煤層結構較複雜，一般由3～7個分層組成，含2～6層夾矸。煤層中部比較穩定的一層夾矸岩性為淺灰色含水鋁石高嶺質粘土岩，厚度0.50～1.0m左右，為粘土礦層。在地層出露不全得地區，可作為確定8號煤的間接依據。煤層頂板一般為泥岩、粉砂岩或粉砂質泥岩。底板一般為粘土岩或泥岩，為粘土礦層。
8號煤層煤厚變異係數25％，煤層可采係數為100％，為穩定可采煤層。
9號煤層：俗稱7尺煤，位於太原組地層上部至頂部。下距10號煤層1.84～7.64m，平均4.55m。煤層厚度0.85～6.70m，平均2.53m，煤層結構較簡單，一般由1～3個分層組成，含0～2層夾矸。煤層頂板一般為粗粒砂岩或含礫粒砂岩，少數鑽孔上麵有炭質岩石或泥質岩石。底板一般為泥岩、粉砂岩或粘土岩，賦存較穩定。
9號煤層煤厚變異係數44％，煤層可采係數為100％，為穩定可采煤層。
10號煤層：位於太原組三段地層的中部，下距11號煤層2.25～20.86m，平均9.59m。距太原組二段地層頂部L3標誌層9.17-27.32m。煤層厚度0.80～4.17m，平均1.93m。煤層結構較簡單，一般為單層煤，個別鑽孔煤層含一層夾矸。煤層頂板一般為黑色泥岩、粉砂岩。底板為黑色泥岩、粉砂質泥岩或粉砂岩。
10號煤層煤厚變異係數77％，煤層可采係數為68％，為較穩定可采煤層。
11號煤層：位於太原組二段地層的中下部，下距12號煤層7.66～12.03m。煤層厚度1.30～2.10m，平均1.77m，煤層結構簡單，各鑽孔所見煤層均為單層煤，尚未發現夾矸。煤層頂、底板均為黑色泥岩及部分粉砂岩。
11號煤層煤厚變異係數11％，煤層可采係數為100％，屬穩定可采煤層。
12號煤層：位於太原組二段地層的上部，下距13號煤層1.35～5.47m，平均2.68m。煤層厚度0.95～2.23m，平均1.41m，煤層結構簡單，各鑽孔所見煤層均為單層煤，尚未發現夾矸。煤層頂、底板均為黑色泥岩及部分粉砂岩。
12號煤層煤厚變異係數18％，煤層可采係數為100％，屬穩定可采煤層。
13號煤層：位於太原組二段中下部，煤層厚度5.40～19.50m，平均15.54m，煤層結構複雜，局部有分叉現象，一般含夾矸3～6層，夾矸厚度為0.05～1.15m，岩性為泥岩或炭質泥岩，煤層頂板一般為黑色夾鈣質泥岩、淺灰色粉砂岩及高嶺質粘土岩，底板均為灰黑色炭質泥岩、高嶺質粘土層及含生物碎霄灰粉砂岩。
煤層特征詳見表1-2-1。

(二) 煤質
1、物理性質
井田內各煤層物理性質相近,顏色為褐—黑色，條痕色為深棕色—棕黑色，若玻璃光澤，內生節理不發育—發育，一般每厘米1～2條，主要為條帶狀結構，次為均一狀結構，層狀結構明顯，各煤層均以易燃、焰長、煙濃黑、粘結性差、不膨脹—微膨脹為其特點，其宏觀煤岩類型多屬半亮型煤，次為半暗型，局部出現暗淡型煤。
井田內各煤層主屬長焰煤，發熱量較高，可作為動力用煤和民用煤，做其它用途時需進行必要的實驗。
煤的化學性質及可選性
8號煤：為中灰、特低硫、低磷、高熱值、高揮發份、低粘結性、
高熔灰分、高強度的長焰煤。
9號煤：為中灰、低硫、低磷、高熱值、高揮發份、低粘結性、高熔灰分、高強度的長焰煤。
10號煤：為低灰、低硫、低磷、高熱值、高揮發份、低粘結性、高熔灰分、高強度的長焰煤。
11號煤：為特低灰、中硫、低磷、高熱值、高揮發份、低粘結性、高熔灰分、高強度的長焰煤。
詳見表1-2-2煤質成果彙總表。
四、瓦斯、煤塵及煤的自燃
（一）瓦斯
根據地質報告中資料：
9號煤層甲烷（CH4）含量為0，CO2含量為0.08~0.18ml/g，平均為0.099 ml/g，C2-C8含量為0 ，N2含量為2.71~4.308 ml/g，平均為3.509ml/g，瓦斯含量平均為3.608 ml/g，屬低瓦斯煤層。
10號煤層甲烷（CH4）含量為0～1.14 ml/g，平均為0.17ml/g，CO2含量為0.017～0.48ml/g，平均為0.23ml/g，C2-C8含量為0 ，N2含量為2.77～7.160 ml/g，平均為4.4ml/g，瓦斯含量平均為4.808 ml/g，屬低瓦斯煤層。
11號煤層甲烷（CH4）含量為0～0.45 ml/g，平均為0.25ml/g，CO2含量為0.018～0.440ml/g，平均為0.258ml/g，C2-C8含量為0 ，N2含量為4.52～6.52 ml/g，平均為5.528ml/g，瓦斯含量平均為5.811ml/g，屬低瓦斯煤層。
12號煤層甲烷（CH4）含量為0~0.05 ml/g，平均為0.025ml/g，CO2含量為0.090～0.330ml/g，平均為0.210ml/g，C2-C8含量為0 ，N2含量為3.72～6.010 ml/g，平均為4.865ml/g，瓦斯含量平均為5. 1ml/g，屬低瓦斯煤層。
各可采煤層瓦斯分帶均屬於二氧化碳~氮氣帶。
另根據2005年度忻州市安全生產監督管理局以忻安監煤字[2005]163號文件關於2005年度河曲縣（**煤礦周邊）多家煤礦的瓦斯等級鑒定結果的批複。與**煤礦相鄰的前麻地溝煤礦瓦斯絕對湧出量為0.14m3/min，相對湧出量為0.67 m3/t；CO2絕對湧出量為0.28m3/min，相對湧出量為1.35 m3/t；火山村煤礦瓦斯絕對湧出量為0.13m3/min，相對湧出量為0.38 m3/t；CO2絕對湧出量為0.9m3/min，相對湧出量為4.32 m3/t。
本次設計礦井按低瓦斯礦井考慮。
（二）煤塵
根據2006年內蒙古煤田地質科研所對礦井內8號、9號、10號煤層采樣進行的煤質檢驗報告，8號煤塵火焰長度為10mm，加岩粉量平均為55%，具有爆炸性； 9號煤塵火焰長度為15mm，加岩粉量平均為40%，具有爆炸性；10號煤塵火焰長度為80mm，加岩粉量平均為65%，具有爆炸性，。另根據勘探地質報告中：11號煤塵火焰長度為50～400mm，加岩粉量平均為53%，具有爆炸性；12號煤塵火焰長度為50mm，加岩粉量平均為20%，具有爆炸性；13號煤塵火焰長度為20～250mm，加岩粉量平均為33%，具有爆炸性。
各煤層均具有爆炸危險性。
（三）煤的自燃性
根據2006年內蒙古煤田地質科研所對礦井內8號、9號、10號煤層采樣進行的煤質檢驗報告中：8號煤吸氧量為0.81，自燃傾向性為Ⅰ級即容易自燃；9號吸氧量為0.73，自燃傾向性為容易自燃；10號煤吸氧量為0.80，自燃傾向性為容易自燃。
另根據勘探地質報告中：11號煤自燃傾向性為容易自燃；12號煤自燃傾向性為容易自燃；13號煤自燃傾向性為容易自燃。各煤層燃點試驗成果表見表1-2-3。

根據地質報告中各煤層燃點實驗成果，其各煤層的還原樣與氧化氧燃點之差為22～53℃之間，故各煤層均為容易自燃煤層，自燃發火期一般為3～4個月。
（四）地溫
地質報告中對12個鑽孔中進行了井溫測量，經統計孔深20～30m處的井溫為12.6～15.9℃，孔底井溫11.4～16.9℃，最高井溫17.3℃，地溫剃度0.4～1.6℃，平均1.1℃，全區未發現地溫異常。
四、水文地質
礦區位於黃河東側、縣川河以北，地形東高西低，北高南低。區域總的構造線為北北東向，規模較大的構造主要發育在中南部，北部構造比較簡單。主要有範家梁～新窯褶皺帶，鐵匠鋪地塹構造，天橋地塹構造。以張性斷裂為主，其中鐵匠鋪地塹構造穿過黃河，導水性良好，和黃河發生直接水力聯係。
（一）區域水文地質
1、含水岩組
主要含水層自上而下有六層，分別是：
（1）中統岩溶裂隙含水岩組
區內以奧陶係石灰岩岩溶水最為豐富，是區內主要含水岩係。厚度515～595m，含水岩以灰岩、白雲質灰岩及泥灰岩為主，中奧陶係上馬家溝組底部含20～50m厚的白雲質泥灰岩3～4段。透水性隨地而已，北部河曲、偏關溶蝕性發育透水性好，成為主要含水層位，南部保德地區透水性差形成相對隔水層。以裂隙、溶蝕裂隙含水為主，局部溶洞發育，泥灰岩類以蜂窩頭溶孔含水為主。
富水性受岩性、構造和地形影響，大部分地區屬中等富水性或富水，單井湧水量大於5000m3/d，在構造破碎帶和排泄區為極富水地段，單井湧水量10000m3/d ，為保德縣鐵匠鋪排泄區A7孔（第一水文隊施工），孔深150m，含水層厚度77.0m。降深14m，湧水量28570 m3/d。區域穩定性水位在820～860m，工作區內未見岩溶裂隙泉水出露，隻在保德天橋和河曲龍口兩個排泄區有泉水出露。水質以HCO3-Ca.Mg型為主。礦化度多小於0.5g/L。
（2）石炭係、二疊係及三疊係砂岩裂隙含水岩係
石炭係、二疊係、三疊係主要岩性為砂岩、泥岩、煤層及鋁土岩、粘土岩等。其中砂岩厚度最大者可達40m以上，但裂隙不甚發育，隻在構造帶水性較強，一般泉水流為0.01～0.1L/s，最大泉水流量為1.0L/s左右，富水性相對教差。
本溪組含水層很少，為隔水岩組。
（3）第三係上新統礫岩孔隙、裂隙含水岩組
該層分布穩定性比較差，上部為紅土隔水層，下部為半膠結礫岩，礫石粗大，膠結疏鬆，並發育延伸較好的裂隙。泉水流量一般為0.05L/s左右，富水性較差。
（4）上更新統黃土孔隙含水層
該層分布廣泛，富水性受微地貌控製而不均勻，在和下伏紅土層的接觸上常有泉水出露，流量一般為0.01～0.05L/s，富水性較差。
（5）全新統衝洪積物孔隙含水層
主要分布在黃河區流階地上，富水性相對較好。
2、地下水的補給、逕流、排泄條件
區域地下水以大氣降水入滲補給為主，少量為地表河流的入滲補給。由於地形和岩性差異接受的補給條件不同，當地形低凹，岩性有利於地表水入滲則富水性較好。奧陶係石灰岩溶裂隙較發育，接受大氣降水，地表水、黃河水的補給，富水性較好，該地下水逕流距離長，主要在龍口和鐵匠鋪兩處排泄。上部地層由於地形較高，切隔破碎，補隔來源少，儲水條件差，地下水逕流距離短，方向與地表水逕流方向一致，以泉的形式排泄於地表各溝穀中。
（二）礦井水文地質
1、含水岩組
（1）奧陶係中統上馬家溝組碳酸岩溶裂隙含水岩組
在礦區南東部，和塔村以東沿縣川河一帶見有出露，主要岩性為白雲質灰岩，泥質灰岩、灰岩，其中發育不均勻的岩溶裂隙，地下水較為豐富。本區為天橋泉域的逕流區。 ZKL1105孔深71m見馬家溝灰岩，揭露厚度75.55m，孔徑91mm，水位埋深88.28m（標高845.78m），降深0.03m，湧水量58.75m3/d，單位湧水量22.67L/s.m；第一水文地質隊在舊縣海潮寺附近施工的S9孔揭露馬家溝組灰岩275.2m，孔深300m，口徑130～110mm，水位埋深55.0m（標高843.46m）降深0.24m，湧水量616.03 m3/d，單位湧水量29.71L/s.m。水質類型為HCO3-Ca、Mg型，礦化度小於0.5g/L。總硬度14.0德度，水溫13.5℃。
（2）石炭係太原組 碎屑岩及碳酸鹽溶裂隙含水層組
為泥岩、粉砂質泥岩、煤層、砂岩、灰岩等。主要含水層為砂岩及灰岩，砂岩有兩層，一層為太原組底部中粗粒砂岩，厚2～18m，另一層為太原組上部9號煤與10號煤層中間的砂岩透鏡體，分布在楊家溝附近，其中ZKL405-ZKL411孔間呈帶狀分布，長1400m，寬200m；ZKL705-ZKL708孔和ZKL806-ZKL808呈橢圓狀，長800m，寬400m，最大厚度13.69m。灰岩有三層，從下至上分別為本溪組頂部L1灰岩，與太原組底部砂岩為一個含水層（組）。節理裂隙較發育，但因各含水層夾在泥岩、粘土岩中，補給條件差，含水性弱，鑽孔單位湧水量q＝0.015L/s.m；ZKM708孔降深25.28m，單位湧水量0.008L/s.m；ZKM301孔降深39.90m，單位湧水量為0.003L/s.m。在局部地形和構造有利地段，地下水具承壓性，如ZKL408孔水位高出含水層頂板。泉水流量0.5～3.2L/s。
本溪組主要岩性為泥岩、鋁土質岩、粘土岩等，其中夾岩溶不發育的生物碎屑灰岩，為隔水岩組。
（3）二疊係碎屑岩裂隙含水岩組
分布普遍，以砂岩、粉砂岩、泥岩及煤層等為主。
含水層為山西組（P1s）底部的含礫中粗粒砂岩和8號煤層上部的砂岩，厚度0.6～27.07m，湧水量52.7m3/d，單位湧水量0.144L/s。據ZKM301鑽孔對該含水層抽水試驗，湧水量極小，該組泉水出露較多，流量0.05～0.45L/s，小伍村溝內9號老窯頂板為P1s砂岩，據調查因窯內水大而停采，現窯口仍有地下水流，流量0.22L/s。水質類型為HCO3-Ca、Mg型，礦化度小於0.5g/L，總硬度25.0德度，水溫9.5℃。
（4）新第三係上統礫岩孔隙、裂隙含水岩組
上部岩性為紅色粘土，為隔水層。下部為半膠結礫岩，礫石粗大，分選性、磨圓度好，膠結疏鬆，孔隙率大，並有開張性、延伸性較好的大裂隙，導水性良好，但補給來源少，富水性不強，泉流量一般為0.05L/s左右。
（5）第四係上更新統馬蘭組黃土孔隙含水層
礦區內分布著大麵積的黃土，在和其下部第三係紅土的接觸麵上常有泉水出露，富水性較差，一般單泉流量為0.01～0.05L/s。
（6）第四係全新統衝積物孔隙含水層
隻在礦區北西部、南部邊緣的溝穀中有小麵積出露，為黃河一級階地區，主要岩性為砂礫石層，富水性較好。
2、隔水層
區內隔水層有四層。
（1）第三係上新統上部隔水層
主要由棕紅色粘土、亞粘土組成，區內分布廣泛。
（2）8號煤層頂、底板隔水層
8號煤層頂板為泥岩和砂質泥岩等，厚度3～10m，底板亦為泥岩、粘土岩，厚2～4m，分布穩定性較好。
（3）9號煤層底板隔水層
9號煤底板為泥岩、砂質泥岩，厚度較大，比較穩定，是較好的隔水層。
（4）石炭係中統本溪組隔水層
主要由泥岩、鐵鋁岩、粘土岩等組成，厚度較大且非常穩定，區內穩定的隔水層。
3、采空區對開采地層的影響
**井田是由原9個煤礦整合而成，各個舊煤礦都各自有坑口都有一定的采空區。勘探報告和建設單位對老窯進行了調查，其範圍基本查明，發現采空區存在少量集水、集氣現象。由於本礦各煤層間距較小，經過計算，各煤層在回采時最大冒落帶（或最大導水裂隙帶）均到達其上部煤層的采空區，井田內采空區對各煤層開采都有較大影響。因此在開采前要采用綜合技術手段進一步查明采空區準確範圍和內部情況，一定要在采空區周圍留設足夠的保安煤柱，采掘過程必須貫徹“預測預報，先探後掘，先治後采”的原則，以防老窯集水、集氣湧入礦井造成危害。井田內及周邊煤礦邊界及采空區範圍詳見圖C1736-109G-03。
4、斷裂構造對礦區水文地質條件的影響
礦區內地層產狀平緩，褶皺構造不太發育，地層傾向290°～310°，傾角一般小於5°，為一向北西緩傾的單斜構造，斷裂構造隻在礦區外圍西南部較為發育，由幾條近於平行的張性及略帶扭性的斷層組成地塹與地壘。張性斷層導水性良好，有兩條延伸至黃河，彙集地下水，勾通了各含水層之間及黃河與地下水的水力聯係，但在本區內未揭露斷裂構造，因此本區西南部的水文地質條件可能較為複雜，其它部分由於斷層不發育，裂隙也相應地不及南西部發育，裂隙含水層的富水性相對較弱。
5、地下水補給、徑流、排泄條件
鬆散層中地下水主要靠大氣降水的滲入補給，在黃河漫灘及階段接受大氣降水補給外，黃河水的補給也很重要，鬆散層中地下水的徑流、排泄受地形製約，由於地形切割嚴深，地下水徑流距離短，多就近排泄於溝穀中形成小泉水，部分被蒸發。
石炭、二迭係砂岩裂隙水在其岩石裸露地區，直接接受大氣降水的入滲補給，沿傾向在各自的層間裂隙中運動。石炭、二迭係地層傾向為NW向，傾角小於5度，水力坡降3-6%，當溝穀中切割破壞含水層時，形成泉水排泄於溝穀之中。
另外從ZKM301鑽孔抽水試驗中發現，在9號煤層以上水位下降很快，當動水位降至低於黃河最高洪水位後，水位下降速度驟減，初步03manbetx ，黃河水與石炭二迭係下部含水層中的地下水有一定水力聯係。
奧陶係灰岩岩溶裂隙水主要補給來源是大氣降水，就本勘探區而言，位於區域岩溶裂隙水的徑流一排水區，地下水由北向南徑流，水力坡降較緩僅0.8‰，在天橋一帶的黃河穀是岩溶裂隙水的排泄區。
6、地下水水質
區內地下水水質一般為重碳酸型水，在煤層或煤層附近地層地下水中硫酸根離子顯著增加，為硫酸型水或硫酸型水或硫酸一重碳酸型水，礦區中部和北部礦化度較低，南部礦化底增高，在河塔、海潮寺、小伍村一帶地下水總硬大於25.0德度，最高達到116度。
岩溶水質類型為HCO3-Ca、Mg型，礦化度為0.4g/L，總硬度14-21德度，Ph=7.4-7.9，水溫13℃，符合引用水標準。
碎屑岩裂隙水太原組含煤層中地下水為SO4.HCO3—Ca.Mg型水，山西組地層中地下水為HCO3-Ca、Mg型，水質較差，總硬度大於25德度，一般為30-50德度，礦硬化度0.6～1.5g/L。
（三）井田水文地質類型
1、充水因素03manbetx
（1）側向補給
礦區的東、南邊緣均有深切的溝穀，故不可能接受較大的側向補給。由於地層向北西緩傾，各含水層間無水力聯係，故采場形成後，在礦區北界將有少量地下水補給礦坑，但補給量很少。
（2）黃河水的補給
黃河流經礦區地段最高洪水位約845m，最低水位834m，礦區內有部分煤層底板低於黃河最高水位。所以在礦區的西部、南西部開采時，黃河水及岩溶水均可對礦坑造成威脅；北中部地層導水性差，但黃河和煤層間水位差較大，采礦時將發生滲入補給。
（3）底板突水可能性03manbetx
奧陶係灰岩與最下部煤層間是一套泥岩、灰岩、砂岩及鋁土質岩地層，厚度約30～50m，其中灰岩裂隙、溶隙不發育，為隔水層。因此，煤層底板的隔水性能較好。
奧陶係灰岩中地下水較為豐富，水頭高約845m，礦區西部各煤層底板低於此標高。盡管其間發育較厚的隔水層，仍存在底板突水的威脅；在礦區的中東部雖高於此標高，但也應該引起注意。
綜合上述，奧陶係灰岩水引起底板突水的可能性較小，但仍需做認真細致的工作以進一步查明。
2、礦床水文地質條件複雜程度
太原組和山西組及下石河子組副水性很弱，對采礦影響不大；奧灰水富水性強，除7號煤層，其餘煤層均不同程度的存在奧灰水帶壓開采，以13號煤層範圍大，約占井田麵積的1/2，按突水係數評價屬於安全範圍。井田內的生產礦井和已關閉礦井，多開采8號煤層，小部開采9號和13號煤層，礦井湧水量很小，一般小於60 m3/d，僅有一個為100 m3/d，綜合評價，煤層礦床水文地質條件一般，僅13號煤層為簡單-中等。
（四）礦井湧水量
地質報告采用“大井”疏幹法，對礦井湧水量進行了計算，礦井正常湧水量16.4m3/h，最大湧水量31.4m3/h。考慮到采空區探放水和井下用水量的流出部分，本設計按照礦井正常湧水量100m3/h，最大湧水量150m3/h設計主水泵房和水倉。
六、礦井地質勘探安全條件資料的評價及存在問題
該礦區在1985年2月由山西省地質礦產局211地質隊完成了**勘探區詳查勘探工作，麵積約60km2，同年3月，河東煤田報告評審會對**勘探區詳查地質報告進行了審查；之後的1986年6月由山西省地質礦產局217地質隊對詳查區東南部的**1號露天勘探區完成了精查工作，麵積約22km2，同年同月，山西省地質礦產局以晉地礦字(1986)55號文，對精查地質報告進行了初審；1987年6月，山西省地質礦產局217地質隊對詳查區西部的火山～貓兒溝井田完成了精查工作，麵積約14km2。
**井田位於**詳查區範圍內，西部位於火山～貓兒溝井田精查區內，東南部位於1號露天精查區內，北鄰上榆泉井田，地質報告係在**詳查區地質報告的基礎上，結合其它精查區的地質資料和老窯及生產小窯的調查資料而進行編製的。該地質報告詳細查明了井田構造，正確評價了構造複雜程度；詳細查明了可采煤層的層數、層位，以及厚度、結構，可采範圍，正確評價了煤層可采性和穩定程度；較詳細地查明了井田水文地質條件，分析了礦井充水因素，預算了礦井湧水量；查明了煤層瓦斯，劃分了瓦斯帶；評價了可采煤層的煤塵爆炸性和煤的自燃傾向性。井田範圍內有河曲縣地方小煤礦9座，分別開采8號、9號、13號煤層，小煤窯分布在井田西部、南部、東部的露頭帶及中北部溝穀兩側，這些小煤窯送巷、采掘過程，對井田的勘探程度起到了補充作用。地質資料存在的問題及應補充勘探工作的建議：
1、各煤層均不同程度的存在的存在奧灰水帶壓開采區：最多可達井田麵積的1/2。在此範圍內應預先查明有無隱伏導水構造，嚴防隱伏構造帶導水造成水患。另外，井田西界外黃河水位低約10m，也局部超出所有煤層，生產中如遇穿過黃河的導水層，也會造成水害，必須有防範措施。
2、井田內外礦井眾多，采空區積水是一大安全隱患，必須予以關注。
3、鑒於本井田內、周邊小窯及老窯調查不夠全麵，應進一步查明小窯采空範圍及老窯範圍、采空區積水範圍、水量，防止事故發生。
4、本井田內雙口煤礦和楊家溝煤礦，開采8號煤層，年生產能力9萬t/a，礦井正常湧水量為60m3/d，。若按富水係數法預測，本礦井開采8號煤層，年生產能力為2.4Mt/a時，礦井正常湧水量應為1600 m3/d（即66.7 m3/h），可見地質報告中，按“大井疏幹”法預測的礦井正常湧水裏393.02 m3/d，最大湧水裏為752.7 m3/d偏小。
5、地質報告中未提供8號煤鑽孔瓦斯含量。
6、建議：采用物探、鑽探等方法進行勘探，進一步查明井田內的采空區。古空區範圍和隱伏構造的位置及範圍。特別要查明西部隱伏構造的位置和範圍，為礦井安全生產提供準確的防治水依據。
由於本井田全部為精查區，鑽孔較多，地質報告中對各鑽孔封孔質量未進行詳細介紹，建議對各鑽孔進行啟封檢查，徹底查明封孔質量。

第三節 礦井設計概況

一、工程性質
**煤礦的建設性質屬擴建礦井，工程規模為2.40Mt/a。
二、井田開拓與開采
（一）井田境界、儲量、設計能力及服務年限
1、井田境界
根據國土資源部國土資礦劃字[2006]063號文件，該井田範圍由26個點座標連線圈定，井田境界拐點詳見表1-3-1。
井田東西寬約5.3km，南北長約5.4km，井田麵積22.59km2。

2、井田儲量
（1）礦井地質儲量
礦井地質儲量593.05Mt，工業儲量與地質儲量相同。
（2）礦井設計可采儲量
礦井設計可采儲量422.688Mt，其中7、8號煤38.432 Mt。
3、礦井設計生產能力和服務年限
礦井設計生產能力為2.40Mt/a。
全礦井的服務年限為：125.5a，其中7、8號煤16.0 a。
（二）井田開拓方式
1、井田開拓方式
礦井共設四個井筒，井田開拓方式為主斜井—副平硐綜合開拓方式。
2、井筒
改造利用火山煤礦現有主斜井和材料平硐。將原主斜井井筒刷大作為主斜井，淨寬4.5m，傾角16°，斜長176.9m，擔負礦井煤炭提升任務，兼進風井及安全出口；刷擴原有的材料平硐作為副平硐，淨寬5.4m，傾角2～5°，長度634.0m，擔負礦井全部輔助提升任務兼進風井及安全出口；利用原有的副平硐作為排水平硐，淨寬3.6m，傾角0～2°，長度1362.0m，擔負部分輔助運輸任務；改造利用原大石溝煤礦工業場地的主斜井井筒作為回風斜井，淨寬4.0m，傾角5°03′22″，斜長247.0m，擔負全礦井的回風任務兼安全出口。礦井開拓方式詳見圖1-3-1。
井筒斷麵布置詳見圖1-3-2、1-3-3、1-3-4、1-3-5、1-3-6
礦井各井筒特征見表1-3-2。
表1-3-2 礦井各井筒特征表

3、水平劃分
初期開采8號煤層時，主斜井落底在+858.85m標高處，副平硐落底在8煤層中的+837.402m標高處；回風斜井落底在8號煤層中的+897.175m標高處，以+837水平開采8號煤層。開采9號煤層時，主斜井及其石門繼續利用；在副平硐西側開鑿輔助運輸暗斜井進入9號煤，落底標高+827；在總回風巷西側開鑿回風暗斜井進入9號煤，以+827水平開采9號煤。10、11、12、13號煤采用聯合布置，在9號煤膠帶運輸大巷南側開鑿主斜井暗斜井進入13號煤，輔助運輸、回風采用暗斜井延伸開拓方式，輔助運輸暗斜井落底於+820標高，以+820水平開采10、11、12、13號煤。
基於上述分析，結合礦井開拓方式，煤層的開采順序遵循自上而下的原則。設計確定井田劃分為+837，+827，+820三個水平，水平之間采用暗斜井聯係方式。
4、井下大巷布置
初期以+837水平開采8號煤層，保證礦井2.4Mt/a的設計生產能力。
主斜井井落底後利用刷大原有的石門，並在與排水平硐的交接處起坡進入8號煤層後沿煤層底板布置一條膠帶運輸巷，在其兩側的8號煤層中平行布置一條輔助運輸巷及一條回風巷，巷間距彼此為40m。在開拓巷道兩側直接布置回采工作麵。井下煤炭運輸采用帶式輸送機運輸方式，輔助運輸采用防爆無軌膠輪車運輸方式。
根據井田開拓方式和煤層賦存條件，設計確定局部可采的7號煤層利用8號煤層膠帶運輸、輔助運輸、回風大巷，通過小斜巷布置工作麵，在8號煤層開采之前提前回采；
8號煤膠帶運輸大巷沿8號煤層底板布置，傾角3～6°，矩形斷麵，采用錨噴、掛網支護，噴射厚度為100mm，錨杆規格為φ18×2000mm，錨杆間排距為800×800mm。掛網采用φ6鋼筋網，鋼筋網孔規格為120mm。巷道內鋪設一台帶寬1400mm的可伸縮膠帶輸送機。巷道淨寬5.20m，淨高3.50m，淨斷麵18.20m2，總長度1037.6m。
8號煤輔助運輸大巷沿8號煤層底板布置，傾角3～6°，矩形斷麵，采用錨噴、掛網支護，噴射厚度為100mm，錨杆規格為φ18×2000mm，錨杆最大間排距為1000×1000mm。掛網采用φ6鋼筋網，鋼筋網孔規格為120mm。巷道淨寬5.40m，淨高3.50m，淨斷麵18.90m2，總長度1187.0m。
8號煤回風大巷沿8號煤層頂板布置，傾角3～6°，矩形斷麵，采用錨噴支護，噴射厚度為100mm，錨杆規格為φ18×2000mm，錨杆間排距為1000×800mm。巷道淨寬5.40m，淨高3.50m，淨斷麵18.90m2，總長度1210.0m。
井下主要大巷煤層段還采用錨索補強支護。錨索規格為φ15.24×8000mm，間排距為2500×3000mm，矩形布置。
（三）采區布置及主要設備
1、采煤方法
礦井初期開采的8號煤層，煤層厚度0.90～12.41m，平均4.73m，煤層結構較複雜。由於8號煤層厚度變化較大，一種采煤方法不能滿足8號煤的開采要求。初期開采區域，煤層厚度平均4.0m左右，適宜於綜合機械化一次采全高采煤方法，且初期開采區域服務年限在10a左右，所以設計初期采用綜合機械化一次采全高采煤方法。後期開采厚煤層時采用綜采放頂煤采煤方法。頂板管理方法均為全部垮落法。工作麵長度為260m，首采工作麵由於受老空區影響，工作麵長度為177m。
2、采區巷道布置
根據井田開拓方式，回采工作麵采用條帶開采方式，8號煤為一個采區，本礦井開拓巷道即為采區巷道。
初期回采工作麵布置在大巷的北側，工作麵推采方向基本沿煤層走向。
根據工作麵通風和運輸及掘進要求，每個回采工作麵共布置三條順槽，在膠帶順槽外側布置一條輔助運輸順槽；在回采工作麵的另一側布置一條回風順槽。
采區巷道布置詳見圖1-3-7。
3、礦井主要回采設備按首采工作麵需要配備，詳見表1-3-3。

4、工作麵頂板管理方式及液壓支架選型
(1) 工作麵頂板管理方式
根據確定的采煤方法，各煤層回采工作麵頂板均采用全部垮落法管理。
(2) 工作麵液壓支架選型
按《緩傾斜煤層工作麵頂板分類》規定，本礦井8號煤層大部分地段頂板為Ⅲ級Ⅱ類，故選用ZY8000/20.5/40支撐掩護式液壓支架，其支護頂板麵積為5.8m2，工作阻力8000kN，支撐高度2050～4000mm。
工作麵端頭支護配備6架與工作麵支架相配套的ZYT8000/20.5/40型端頭支架，另配備2架ZYG8000/20.5/40型過渡支架。工作麵超前20m采用DW係列單體液壓支柱配DFB5000型Π型鋼梁支護，待礦井實施時隨工作麵端頭支護水平的提高進一步完善端頭支護設計。
(四) 巷道掘進
1、采區巷道斷麵和支護形式
礦井移交生產時采區巷道均沿8號煤層底板布置，巷道斷麵均采用矩形斷麵，錨網噴支護。回采工作麵順槽采用矩形斷麵，錨杆支護。
礦井移交生產時采區巷道有：工作麵膠帶順槽、輔運順槽和回風順槽三條順槽。
工作麵膠帶順槽沿8號煤層底板布置，巷道坡度1～3°。膠帶順槽斷麵按鋪設一台帶寬1400mm的可伸縮膠帶輸送機設計。巷道采用矩形斷麵，采用錨杆支護、局部圍岩破碎帶錨網支護，錨杆規格為φ18×2000mm，錨杆間排距為1000×800mm。膠帶順槽淨寬5.50m，淨高3.60m，淨斷麵19.80m2。
工作麵輔運順槽沿8號煤層底板布置，巷道坡度1～3°。巷道采用矩形斷麵，采用錨杆支護、局部圍岩破碎帶錨網支護，錨杆規格為φ20×2200mm，錨杆間排距為700×700mm。軌道順槽淨寬5.50m，淨高3.60m，淨斷麵19.80m2。
工作麵回風順槽沿8號煤層頂板布置，巷道坡度1～3°。巷道采用矩形斷麵，采用錨杆支護、局部圍岩破碎帶錨網支護，錨杆規格為φ20×2200mm，錨杆間排距為700×700mm。軌道順槽淨寬5.50m，淨高3.60m，淨斷麵19.80m2。
工作麵開切眼沿8號煤層底板布置，采用矩形斷麵，采用錨杆、錨索、掛網聯合支護，錨杆規格為φ18×1800mm，錨杆間排距為800×800mm。工作麵開切眼淨寬7.20m，淨高3.50m，平均淨斷麵25.20m2。並采用錨索補強支護。錨索規格為φ15.24×8000mm，間排距為2400×2000mm，矩形布置。
（五）采區運煤、輔助運輸、通風及排水係統
1、運煤係統
工作麵可彎曲刮板輸送機→ 順槽轉載機 → 順槽可伸縮膠帶輸送機 → 大巷（主斜井）膠帶輸送機
掘進煤全部在采區處理，直接將掘進煤與運煤係統混合在一起外運。
2、輔助運輸係統
井下全部采用無軌膠輪車運輸，井下所需材料、設備在地麵裝入無軌膠輪車經副平硐、輔助運輸大巷運至各使用地點和工作麵。
井下矸石裝入無軌膠輪車經副平硐運至地麵，排至地麵矸石場地。
3、通風係統
礦井新鮮風流由主斜井、副平硐、排水平硐進入井下，再經輔助運輸大巷和膠帶運輸大巷進入回采工作麵膠帶順槽和輔助運輸順槽，清洗工作麵後的乏風經回風順槽進入回風大巷，經總回風巷到回風斜井排到地麵。
4、排水係統
由於井下大巷全部沿8號煤層布置，因此采區工作麵湧水通過設在順槽低窪處的小水泵及鋪設在順槽內的管路，排至輔助運輸大巷，水經自流到達設在井下的臨時水倉，再由臨時水倉經鋪設在輔助運輸大巷的管路排至1號聯絡巷處的膠帶運輸大巷的石門段，經水自流從排水平硐排出，最終排至地麵。
三、提升、排水和壓縮空氣設備
（一）提升設備
（一）提升設備
1、主斜井提升備
本礦井規模2.40Mt/a，主斜井傾角α=-2.6°～0°～16°，裝備一台DX型鋼繩芯帶式輸送機擔負全礦井原煤運輸任務。
帶式輸送機主要設計參數：
輸送量Q=2500t/a，傾角α=-2.6°～0°～16°，水平輸送距離L=1100+274.833+191.4=1566.233m，速度V=4m/s，帶寬B=1400mm。
電機功率N=2×400kW。
主斜井DX鋼絲繩（芳綸）芯帶式輸送機安全係數的確定
經計算：
圓周力FU=155053N
最大張力Smax=196965N
安全係數n=BST/Smax=1400×1600/196956=11.37
經計算滿足要求
主斜井鋼繩芯帶式輸送機采用頭部雙滾筒、雙電機、變頻調速係統，可實現帶式輸送機的軟啟動和軟停車。
主斜井井口房內設高、低壓配電室及控製室，兩回10kV、380V電源引自礦井工業場地35/10kV變電所10kV、380V母線不同母線段，一回工作，一回備用。
帶式輸送機采用SLC變頻調速控製係統，設有短路、過載、失壓等電氣保護及跑偏、打滑、溜槽堵塞、縱撕、溫度、拉緊限位、沿線急停開關及聯係信號。
2、副平硐運輸設備
副平硐采用防爆無軌膠輪車，擔負礦井的機電設備、材料、矸石及人員等輔助提升任務。
（二）排水設備
礦井正常湧水量100m3/h，最大湧水量150m3/h。在副平硐底部設置井下主水泵房及井下主、副水倉，主水泵房有兩個出口通向副平硐後段，沿副平硐敷設的排水管路排出井下至工業場地井下水處理站調節池。開采9、10號煤層時，在各煤層設置采區水泵房和采區水倉，集中排至8號煤水倉，由主水泵房排至地麵。
主排水設備選用MD155－30×3礦用耐磨離心水泵三台，配YB係列，660V，2950rpm，75kW電動機驅動。沿副平硐敷設ф159×6排水管兩趟。滿足礦井正常湧水及最大湧水時排水需要。
主排水泵660V電源引自井下總變電所，並選用QBZ-120/1140(660V)礦用隔爆真空電磁起動器實現水泵的起停。
（三）壓風設備
根據礦井風動工具的配置，礦井不設地麵集中空氣壓縮機站，在大巷掘進工作麵、順槽掘進工作麵各設一台SM455礦用移動螺杆空壓機，整個礦井備用一台SM455空壓機，滿足礦井風動工具用風需要。
SM455空壓機主要技術參數：額定排氣量10.3m3/min，額定排氣壓力0.7MPa，660V 55kW礦用隔爆電動機驅動。
四、井上下主要運輸設備
（一）井下大巷主運輸設備
本礦大巷運輸設備和主斜井運輸設備采用一台DX型鋼繩芯帶式輸送機，其技術參數如下：
帶寬： B=1400mm；
輸送量： Q=2500t/h；
水平運輸距離：L=1100+274.833+191.4=1566.233m；
提升高度： H=5.509 m；
傾角: α=-2.6°～0°～16°；
帶速: V=4.0m/s；
電動機: YKK4005-4 功率:N=400KW 二台；
可控啟動傳輸： 變頻調速係統；
製動器： SH15-3-US2-4 一台；
逆止器：DSN130 逆止力矩FN=130KN•m 二台；
液壓絞車拉緊裝置： ZLY-01-160，F=160KN N=4kW一台；
輸送帶：鋼繩芯輸送帶 ST1600N/mm (MT668-97)
（二）輔助運輸設備
設計輔助運輸采用無軌膠輪車方式。
輔助運輸車輛配備詳見表1-3-3。

五、地麵生產係統
（一）煤質、煤的用途及加工方式
煤質及其用途詳見第二章第一節。
（二）煤的加工
礦井配套建設選煤廠，選煤工藝及係統布置祥見選煤廠初步設計。
（三）主副井生產係統
1、主斜井生產係統
井下原煤由順槽膠帶輸送機運至工作麵溜煤眼，經大巷、井筒帶式輸送機運出至地麵後，通過機頭溜槽轉至主井井口房至原煤倉帶式輸送機進入選煤係統進行洗選。
2、副平硐生產係統
副平硐采用防爆無軌膠輪車提升方式，膠輪車直接上、下井，擔負全礦井的機電設備、材料、矸石等輔助運輸任務。
3、矸石係統
本礦井下矸石年排放量為30kt/a。
由於巷道沿煤層布置，少量矸石由無軌膠輪車提升至井口，由汽車運至工業場地附近的矸石場地和選煤廠矸石一並進行無害化處理以達到環保要求。
4、輔助設施
（1）機修車間
礦井機修車間僅承擔礦井機電設備的檢修和維修任務，同時負責一些簡易、低值易耗設備的修理。機電設備的大、中修均依靠社會協作完成。
按照以上原則，機修車間設置機修工段、電修工段和鉚焊工段。電修工段設有遠紅外線核子幹燥室一座，繼電器校驗裝置、電機校驗台、繞線機、濾油機等各一台套。
機修車間麵積為21×72=1512m2。
（2）膠輪修理車間
本車間主要負責膠輪車一保二保任務。
膠輪修理車間麵積為18×72=1296m2
（3）綜采設備庫
配備30/5t雙鉤橋式起重機一台
綜采設備庫麵積為18×60=1080m2。
（4）煤樣室、化驗室
煤樣室、化驗室，本設計不再設置，由洗煤廠統一設置。
六、工業場地布置特征、防洪排澇及地麵建築
（一）工業場地布置特征
工業場地位於河曲縣城南約22km處的黃河東岸，本礦工業場地分兩處布置，即主、副井兩個工業場地，相距約1.2km。副井工業場地是生產礦井，已基本形成，2006年元月上旬***設計研究院所作的初步設計中主要對副井工業場地進行了較詳細的規劃改造。場地呈長條形沿河布置，其長度約500m，寬度不足百米，對副平硐口向外延伸提高硐口標高為846.5m。
（二）防洪排澇
初步設計中對場地防洪進行了較完善的防洪設計，場地及井口標高均在設計規範要求的洪水位之上。
（三）工業建築與構築物
1、工程地質
井田地處山西黃土高原西北部，西臨黃河，地形變化總的趨勢東高西低，最大相對高差279.3m，一般相對高差在100m左右，屬中低山區，地麵多係黃土覆蓋，垂直節理發育，直立性好，但植被不發育，霜凍期一般由11月份至來年3月份，凍結深度常在1m左右，曆年最大凍結深度1.45m。
在施工圖設計之前，礦方應根據已批準的初設總平麵圖布置，提出各項工程地質詳勘報告。
根據建築抗震設計規範GB/50011-2001，該區抗震設防烈度為Ⅵ，設計基本地震加速度值為0.05g，設計地震為第二組。
2、工業建（構）築物
場區主要的工業建（構）築物的結構形式如下：
（1）主斜井井口房為鋼筋混凝土框架結構，磚牆圍護，柱下鋼筋混凝土獨立基礎。
（2）35kV變電所為鋼筋混凝土框架結構，磚牆圍護，柱下鋼筋混凝土獨立基礎。室外分別設有變壓器門型架及進線門型架，均為鋼筋混凝土柱、鋼梁。
（3）鍋爐房鍋爐間為框架結構，磚牆圍護，柱下鋼筋混凝土獨立基礎。風機間、輔助間為磚混結構，毛石條形基礎，樓板及屋麵板為鋼筋混凝土板。煙囪為磚煙囪，上口直徑1.2m，高40.0m。
（4）器材庫、機修間、綜采設備庫、膠輪車修理間均為鋼筋混凝土排架結構，磚牆圍護，柱下鋼筋混凝土獨立基礎。屋麵采用鋼筋混凝土屋麵梁或梯形鋼屋架、大型鋼筋混凝土屋麵板。
（5）消防材料庫、岩粉庫、油脂庫、坑木加工房等其它輔助建築均為磚混結構，毛石條形結構基礎。
場區工業建築及構築物總麵積：9499.00m2，總體積85335.10m3。
3、行政、公共建築
根據《煤炭工業礦井設計規範》及礦井勞動定員表，按礦井生產能力2.4Mt/a給出了礦井行政、公共建築麵積，主要建築有聯合建築，食堂班中餐廚房等，除聯合建築為四層框架結構外，其餘均為一層磚混結構。行政、公共建築總麵積為3857.00m2，總體積為15959.30m3。
4、小區行政、公共建築
礦井小區行政、公共建築，按礦井生產能力2.40Mt/a及《煤炭工業礦井設計規範》與礦井勞動定員表設計，主要建築物有礦辦公樓（二層磚混）、單身宿舍（五層磚混）、住宅樓（六層磚混），其餘招待所、車庫等均為一層磚混，礦井小區行政、公共建築總平麵為17167m2，總體積為52197.8m3。
（四）地麵建（構）築物安全煤柱留設
本設計對礦井工業場地內工業及民用建（構）築物設保安煤柱，建築物保安煤柱寬度是根據地麵各建築物圍護帶寬度，表土層和岩石層厚度，移動角計算而的，各建（構）築物圍護帶度取15m，表土層移動角取45°，岩石移動角取72°。
七、供電及通訊
（一）供電電源
在礦井工業場地建35kV 變電所，供電電源引自礦井工業場地北約13km處有巡鎮110kV變電站。其110kV電源有兩回；一回引自保德220kV變電站，另一回引自偏關110kV變電站。巡鎮110kV變電站內設兩台主變壓器，一台31500kVA，另一台50000kVA。該變電站為**煤礦投資參與擴建，主要擔負**煤礦的負荷容量，能保證礦井生產用電需要
從巡鎮110kV變電站不同母線段引兩回35kV電源，作為本礦的兩個電源。兩回電源線路，當任一回路故障停電時,另一回路應能擔負礦井全部負荷。電源可靠
35kV電源線路導線：LGJ—185。
（二）電力負荷：
礦井設備總容量： 14417kW；
礦井設備工作容量： 12882kW；
礦井最大計算有功負荷：6638kW；
礦井最大計算無功負荷： 6961kvar；
自然功率因數： 0.71
選煤廠最大計算有功負荷：5116kW；
選煤廠最大計算無功負荷： 2712kvar；
電容補償量： 4800kvar；
補償後功率因數：0.92；
礦井全年電耗：31395.6k•kwh 噸煤電耗：13.1kwh
（三）送變電
1、礦井電源線路
礦井位於河曲縣境內，屬山西II級氣象區。礦井電源采用架空輸電線路。35kV線路。導線：LGJ-185鋼芯鋁絞線。杆塔：鋼筋混凝土雙杆。線路兩端3km架設避雷線。避雷線：GJ-50。
礦井兩回電源線路。當其中一回電源發生故障時，另一回能擔負礦井全部負荷用電。礦井的兩回電源線路上都不得分接任何其它負荷。
當一回線路運行時最大壓降為：△U%= 5%　。
2、地麵變電所
在礦井工業場地設一座35/10kV變電所。
變電所內設主變壓器兩台：SZ9—16000/35，35±3×2.3%/10kV， 16000kVA。一用一備。保證礦井地麵及井下全部負荷用電。負荷率：79.5% 。
變電所內設低壓變壓器兩台：S9—500/10，10/0.4kV， 500kVA。一用一備。保證礦井地麵主斜井工業場地380V負荷用電。
變電所主結線：35kV、10kV和0.4kV均采用單母線分段。
設備布置：主變壓器室外布置、35kV設備戶外布置，其餘室內布置。
高壓設備選型：
35kV斷路器選用ZW7—40.5/T1600—31.5型，35kV隔離開關選用GW4—40.5W/630、GW4—40.5DW/630型，35kV電壓互感器選用JDZX 6—35W
10kV選用KYN28—12型間隔移開式式金屬封閉開關設備。
低壓設備選用：GGD型固定麵板式低壓開關屏。
(1) 短路電流計算
已知巡鎮110kV變電站35kV母線最大運行方式下係統電抗為：2.913；最小運行方式下係統電抗為：12.99。（基準容量Sj＝1000）短路電流計算結果如下表1-3-4。

注：表中 ich=2.55Id Ich=1.42Id
10kV饋電電纜允許使用最小截麵：銅芯35mm2，鋁芯50 mm2。
10kV電流互感器允許使用最小變比：50/5。
全礦10kV單相接地電容電流20.25A。超過規程規定的20A。采取限製措施。在10kV係統安裝兩套LBD—PXB—10/25B型消弧線圈自動補償成套裝置。
(2) 所用電源
交流電源：380/220V 電源取自35kV所用電櫃。
直流電源：變電所的35kV ,10kV控製保護采用直流220V電源。由免維護鉛酸電池裝置供給。
(3) 繼電保護配置：采用微機保護裝置
① 主變壓器保護配置
主變壓器主保護：具有諧波製動、比率製動特性及CT變比調整功能的分相式差動速保護。
主變壓器後備保護：三段五限時複合電壓啟動方向過流保護。
主變壓器本體保護：重瓦斯（挑閘）、輕瓦斯（警告）、溫度過高（警告）
② 10kV饋出線路保護：
三相式三段定時限過電流保護，其中第三段可選擇為反限時過流。
三段定時限零序電流保護。
三相一次重合閘（可選擇前、後加速，手合及重合後加速）。
注：用於下井回路重合閘不投入。
③ 10kV電容保護
二段相電流保護
低電壓保護
過電壓保護
零序電流/不平衡電流保護
零序電壓/不平衡電壓保護
電流閉鎖失壓保護
④ 10kV係統接地保護
在10kV饋電線路上裝設零序電流互感器。選用一套小電流接地選線裝置，能自動選出接地故障回路。動作於信號報警。
(4) 變電所控製和信號係統
變電所采用微機監控係統。裝置選用WPD2000變電所綜合自動化係統。
（四）地麵供配電
1、地麵配電係統
主斜井膠帶機房由35kV變電所供給2回路10kV電源線路和2回路380V電源線路。
通風機房由35kV變電所供給2回路10kV電源線路。
選煤廠、井下水處理站、機修間、鍋爐房等處低壓負荷較大，分別設置10/0.4kV變電所。其中選煤廠、鍋爐房、井下水處理站以10kV雙回路電源線路供電。機修間以10kV單回路電源線路供電 。
主斜井工業場地低壓負荷由工業場地35/10kV變電所以380V供電。其中主斜井膠帶機房二級泵房主斜井熱風爐房等以380V雙回路供電，其餘以380V單回路供電。
鍋爐房10/0.4kV變電所，設兩台S9—400/10 10/0.4Kv 400kVA變壓器，一備一用。擔負鍋爐房、燈房、副平硐空氣加熱室等用電。均為雙回路供電，負荷率：64%。
井下水處理站10/0.4kV變電所，設兩台S9—630/10 10/0.4kV 630kVA 變壓器，一備一用。除擔負井下水處理站負荷外，以雙回路向排水平硐空氣加熱室供電。
機修間10/0.4kV變電所，設XZN—2型成套變電站，內設SG—630/10 10/0.4kV 630kVA 變壓器一台。擔負機修間、綜采設備庫、膠輪車修理間等負荷用電。
2、低壓電器設備選型
礦井地麵所有低壓配電裝置均選用GGD、JDL、JDQ節電型低壓配電屏和低壓配電箱。礦井工業場地低壓配電電纜均選用VV22型全塑內鋼帶鎧裝電力電纜。
電纜敷設方式采用電纜直埋或沿電纜溝敷設方式向各配電點供電。供電的雙回路均為一用一備，當其中一回電纜故障時，另一回可保證該配電點的全部負荷用電。
3、工業場地建築物照明係統
工業場地建築物照明係統采用動照合一方式。根據建築物內的環境條件，分別選用普通型、防水防塵型及防爆型燈具。
場地戶外照明采用高壓納燈，光電控製器集中控製。
照明電壓為AC220V。
4、防雷與接地
35kV架空輸電線路兩端3km線路架設避雷線。同時在線路兩端裝設管型避雷器，防止雷電引入變電所內。在變電所內設獨立避雷針保護；35 kV和 10kV母線上裝設閥型避雷器，防止內過電壓。鍋爐房煙囪附設避雷針保護。
所有地麵建築物按三類建築物設防。
高度超過15m的建築物沿屋角﹑屋脊﹑屋簷等易受雷擊的部位敷設避雷帶作為雷電接閃器。平屋麵的建築物，當其寬度不大於20m時，可僅沿周遍附設一圈避雷帶。當其寬度大於20m時，應在整個屋麵組成不大於20m×20m或24m×16m的網格。
避雷帶的引下線不少於兩根，但周長不超過25m的建築物可隻設一根引下線。引下線沿建築物四周均勻或對稱布置，其間距不大於25m 。
每根引下線的衝擊接地電阻不大於30Ω。
由地麵直接入井的架空引入（出）的管路，必須在井口附近將金屬體進行不少於2處垂直接地體的良好的集中接地。其接地電阻小於5Ω。
通信線路必須在入井處裝設熔斷器和防雷電裝置。其接地電阻小於1Ω。
接地裝置的接地體，采用垂直接地體或水平接地體。垂直ø接地體采用ø50熱鍍鋅鋼管，鋼管壁厚3.5mm ，長度5m ；水平接地體采用40×4mm2熱度鋅扁鋼。
變電所工作接地和電器保護接地電阻小於4Ω，電器重複接地電阻小於10Ω。
為防止避雷電波侵入井下,由地麵直接入井的軌道、設備機架及各種露天引入(出)的管路等,在井口附近將金屬體做不少於2處的可靠接地。接地電阻小於5Ω。
工業場地10kV變電所變壓器0.4kV側中性點直接接地，接地裝置的接地電阻不超過4Ω。所有電氣設備正常不帶電的金屬外殼、鎧裝電纜的金屬外皮，均通過四芯電纜的接地芯線與接地幹線、接地裝置可靠連接。
（五）井下供配電
1、下井電纜
地麵35kV變電所配出兩回MYJV22-6/10，3×240mm2，電纜沿主斜井井筒壁敷設至井下主變電所，供井下所有負荷用電。經計算，井下有功負荷5192kW，無功功率5886kvar。從地麵35kV變電所至井下中央變電，所當一回線路運行時最大壓降為：△U%= 0.81%＜5%。
2、井下高低壓配電係統
井下供電電壓10kV，配電電壓：3300V、1140、660V，照明及電鑽電壓127V。
井下設主變電所。10kV、660kV母線采用單母線分段接線。
變電所內設兩台KBSG-315/10 315kVA，10/0.69礦用隔爆型幹式變壓器。一備一用。供井下臨時排水泵、膠帶巷小水泵、軌道巷小水泵、回風巷小水泵及照明用電。
綜采工作麵、運輸順槽、回風順槽、順槽掘進、大巷掘進等處設移動變電站。移變型號：KBSGZY2-T型。10kV電源由主變電所供給。
照明變壓器選用ZBX-4/660，660/127V礦用隔爆型照明變壓器綜合保護裝置，照明電壓127V，照明燈具選用KYB-20礦用隔爆節能熒光燈。
順槽掘進、大巷掘進分別設局扇專用移動變電站。10kV電源引自井下主變電所。由專用饋電開關，專用線路向局扇供電。雙電源、雙風機自動切換。
3、井下電器設備選型
主變電所10kV配電裝置選用PBG500DY-10型礦用隔爆型永磁高壓配電裝置，具有斷路、過流、漏電、絕緣監視、過電壓、欠電壓等完善的電腦保護係統。
主變電所660V饋電開關選用KBZ型礦用隔爆型真空饋電開關，具有斷路、過流、選擇性漏電、絕緣監視、欠電壓等完善的保護功能。
井下電機的控製設備選用QJZ礦用隔爆型兼本質安全型真空磁力起動器和QBZ型隔爆型真空磁力起動器。這些磁力起動器具有失壓、過載、短路、斷相、漏電閉鎖等功能。
煤電鑽的供電設備選用ZBM係列礦用隔爆型煤電鑽變壓器綜合裝置。
4、井下電纜選型
下井電纜選用煤礦專用電纜。型號：MYJV22—6/10 3×240兩回電纜沿主斜井敷設至井下中央變電所。
至移變的電纜選用MYPTJ—6/10型煤礦用移動金屬屏蔽監視型橡套軟電纜。
采煤機所用的3300V電纜選用MCPT-1.9/3.3采煤機金屬屏蔽橡套電纜，刮板運輸機所用的3300V電纜選用MYPT-1.9/3.3煤礦用金屬屏蔽橡套電纜。
其它設備的配電電纜選用MYP型煤礦用移動屏蔽橡套軟電纜。煤電鑽、岩石電鑽選用MZ-0.3/0.5型礦用電鑽軟電纜，井下照明選用MYQ-0.3/0.5型礦用輕型橡套軟電纜。
5、井下接地
主水泵房水倉中設1主接地極，在排水平巷水溝中設1副接地極，主副接地極之間，主接地極與主變電所之間的接地幹線采用TJ—70銅絞線。采區各配電點均設局部接地極，橡套電纜的接地芯線及屏蔽層、電纜的鎧裝、接地幹線等與主接地極、局部接地極連接成一個總的接地網，網上任一保護測試點所測得的接地電阻應小於2Ω。每一個移動式電氣設備至局部接地極之間的保護接地導線的電阻不超過1Ω。
6、安全監控
**煤礦9號、10號、11號、12號煤層屬低瓦斯礦井，煤塵具有爆炸危險性，屬易自燃煤層。按照《煤礦安全規程》的規定，為確保礦井安全，礦井裝備KJ126型煤礦安全生產監控係統，對井下環境各種安全參數及礦井主要生產設備運行狀態進行監測監控。
7、通信
礦井裝備DN-S型礦用程控通信交換機，行政、調度合一。與巡鎮鎮通信分公司彙接。以8路光纜，線路長2km。礦井通信交換機設置在礦辦公樓內。在辦公樓、任務交待室、礦燈房、地麵變電所、主斜井井口房、通風機房、選煤廠、井下水處理站、生活汙水處理站、機修廠、鍋爐房、坑木場等地設置電話機，用戶數量200個。通信電纜采用HYA-0.4型市話通信電纜。敷設方式采用沿建築物外牆吊掛方式。至風井等偏遠地點采用電杆架設方式。對地麵生產管理、消防救護、運銷等專門調度人員配置移動通信設備。井下通信，在井下主變電所、臨時排水泵房、回采工作麵、掘進工作麵及大巷膠帶機等地設置本安型調度電話機，通信電纜選用礦用阻燃型MHYA32-30×2×0.8型兩回沿副平硐兩側敷設至井底等候室交接箱、再經分線盒引至各用戶，用戶數量17個。井下主變電所與地麵變電所，等候室至井口房均設直通電話。井下主變電所、地麵變電所、通風機房與礦調度室之間設直通電話。礦井變電所至上一級變電所設專用的通信設施。
八、給水、排水、采暖通風及供熱
（一）本礦井為新建工程，地麵設置兩個工業場地，主井工業場地及副井工業場地。全礦井永久供水水源取奧陶係灰岩含水層地下水，設計深井四座（現有一座），供全礦井生產、生活及消防之用（含選煤廠和井下消防灑水）水源井三用一備 ，水源井規格為D=450ｍｍ，H=600ｍ。井內各設深井潛水泵一台，型號為250QJ140—180，Q=140m3/h，H=180ｍ，N=110kW。
井下消防灑水水源優先取用處理後的井下排水及生活汙水，不足部分由生產、生活、消防供水係統補足。
（二）本礦井給水係統分為二部分：即生產、生活、消防給水係統（含選煤廠、風井場地、井下消防灑水）；回用水給水係統。
1、生產、生活及消防給水係統由水源井、深井泵、加壓泵、中轉清水池、高山水池（V＝1000m3二座）及管網等組成。該係統供水管網布置為環狀管網，地麵消防采用常高壓製。井下消防灑水用水亦由本環狀管網補足供給。給水管管材采用UPVC管，直埋敷設，埋設深度為1.7m
生產、生活及消防給水係統示意圖如下：

2、回用水給水係統由提升泵、井下排水及生活汙水處理站清水池、洗煤廠生產清水池和管網等組成。井下排水及生活汙水分別經處理後進入井下水處理站清水池，然後再加壓供選煤廠生產補充用水，井下水處理站處理能力為300m3/h，處理采用混凝、沉澱、過濾、消毒等工藝，主要處理設備型號為YG-100 型，共四套，該係統供水管網采用枝狀布置，經泵加壓後供給。給水係統示意圖如下：

（三）本礦井的排水主要來源於井下排水及生活汙水。其中井下排水經處理後水質達到井下消防灑水、選煤廠生產補充用水和一級排放水質標準，作為水源重複使用；生活汙水由工業場地排水係統集中至副井場地地麵汙水處理站經二級生物法處理後符合選煤廠生產補充用水和一級排放標準，處理設備型號為WSZ-10型，共二套，處理能力Q＝20m3/h。
（四）本礦井副井工業場地各建築物和職工冬季取暖，采用集中供熱，工業廠房采暖熱媒為P＝0.2MPa的飽和蒸氣，行政公共建築采用95/70℃熱水采暖。冬季井筒防凍采用P＝0.3MPa蒸氣。副井工業場地設鍋爐房1座，內設SHL6-1.25-A型蒸汽鍋爐三台，夏季運行一台，冬季運行三台，副平硐冬季防凍耗熱量為219.2×104W；排水平硐冬季防凍耗熱量為237.8×104W，均由副井工業場地鍋爐房專管供熱。主井工業場地鍋爐房由選煤廠統一考慮，采暖熱媒為0.2MPa飽和蒸汽。但主斜井冬季防凍用熱量由熱風爐房提供，內設兩台ZRG1.05/L型熱風爐。風井場地通風機房采暖選用一台電製熱采暖設備。
（五）工業場地各工業建築和行政福利建築基本上采用自然通風，對產生大量餘熱、餘濕及其它有害氣體的建築物，設置機械通風換氣，機械通風器選用T35-11係列軸流風機。
變電所控製室和通信機房設三台櫃式空調機進行空氣調節，其中二台型號為RF75WD，一台型號為KFRD-50LW/A型。
九、技術經濟
1、勞動定員及勞動生產率
礦井設計生產能力2.40Mt/a，年工作日330天，原煤生產人員效率40t/工，全礦定員274人。詳見勞動定員配備表1-3-5。
2、建井工期
依據井巷進度指標及施工隊伍安排，井巷工程施工期為12個月，包括施工準備期1個月，安裝試運轉2個月，礦井建設總工期14個月。
3、礦井投資
礦井工程總投資為60728.49萬元，噸煤投資為253.04元，其中井巷工程投資11269.06萬元，土建工程投資5330.44萬元，設備及工器具購置31005.57萬元，安裝工程5689.35萬元，工程建設其他費用7434.07萬元。

第二章 礦井通風

第一節 概 況

一、井田瓦斯、煤塵、煤的自燃及地溫情況
（一）瓦斯
根據地質報告中資料：
9號煤層甲烷（CH4）含量為0，CO2含量為0.08~0.18ml/g，平均為0.099 ml/g，C2-C8含量為0 ，N2含量為2.71~4.308 ml/g，平均為3.509ml/g，瓦斯含量平均為3.608 ml/g，屬低瓦斯煤層。
10號煤層甲烷（CH4）含量為0～1.14 ml/g，平均為0.17ml/g，CO2含量為0.017～0.48ml/g，平均為0.23ml/g，C2-C8含量為0 ，N2含量為2.77～7.160 ml/g，平均為4.4ml/g，瓦斯含量平均為4.808 ml/g，屬低瓦斯煤層。
11號煤層甲烷（CH4）含量為0～0.45 ml/g，平均為0.25ml/g，CO2含量為0.018～0.440ml/g，平均為0.258ml/g，C2-C8含量為0 ，N2含量為4.52～6.52 ml/g，平均為5.528ml/g，瓦斯含量平均為5.811ml/g，屬低瓦斯煤層。
12號煤層甲烷（CH4）含量為0~0.05 ml/g，平均為0.025ml/g，CO2含量為0.090～0.330ml/g，平均為0.210ml/g，C2-C8含量為0 ，N2含量為3.72～6.010 ml/g，平均為4.865ml/g，瓦斯含量平均為5. 1ml/g，屬低瓦斯煤層。
各可采煤層瓦斯分帶均屬於二氧化碳~氮氣帶，屬於低瓦斯煤層。
另根據2005年度忻州市安全生產監督管理局以忻安監煤字[2005]163號文件關於2005年度河曲縣（**煤礦周邊）多家煤礦的瓦斯等級鑒定結果的批複。與**煤礦相鄰的前麻地溝煤礦瓦斯絕對湧出量為0.14m3/min，相對湧出量為0.67 m3/t；CO2絕對湧出量為0.28m3/min，相對湧出量為1.35 m3/t；火山村煤礦瓦斯絕對湧出量為0.13m3/min，相對湧出量為0.38 m3/t；CO2絕對湧出量為0.9m3/min，相對湧出量為4.32 m3/t。
根據以上資料，可以確定本礦井為低瓦斯礦井。
（二）煤塵
井田內各煤層均具有爆炸危險性。
（三）煤的自燃性
井田內各煤層自燃傾向性為Ⅰ級即容易自燃。
（四）地溫
全區未發現地溫異常。

第二節 礦井通風

一、通風方式和通風係統
1、通風方式
根據本井田煤層埋藏較淺、瓦斯含量小、生產能力大的特點，礦井采用機械抽出式通風方式。
2、通風係統
礦井采用中央分列式通風係統。
全礦井利用主斜井、副平硐及排水平硐三個井筒進風，利用回風斜井回風，形成中央分列式通風係統。
二、風井數量、位置、服務範圍及時間
礦井移交生產時共有4個井筒，其中3個進風井，分別為主斜井、副平硐及排水平硐；1個回風斜井。四個井筒服務範圍為全井田，服務年限等同於礦井的服務年限。
三、采掘工作麵及硐室通風
回采工作麵和硐室采用全負壓通風，掘進工作麵采用局部扇風機通過風筒壓入式通風。
四、井下通風設施及構築物布置
為了保證礦井通風風流按擬定的路線流動，確保礦井安全生產，設計在有關巷道中設置了通風構築物，設置情況如下：
1、在主要進、回風巷道之間的聯絡巷中設置雙向風門，以免正常通風或反風時風流短路。
2、在工作麵回風順槽與膠帶運輸大巷和輔助運輸大巷的立交處設置風橋；回風大巷與工作麵進風巷立交之處設置風橋。
3、在獨立通風硐室的回風道中和進風、回風巷道的盡頭聯絡巷中設置了調節風門，在掘進順槽與輔運大巷交叉處的順槽中設置了風簾，以控製通風風量。
4、在廢棄井巷與使用巷道的連接處的廢棄井巷中和大巷之間不使用的聯巷中，設置了雙道密閉牆。
5、在主要風巷和采掘工作麵中均建立測風站，以便準確地測定風量。
五、安全逃生途徑
1、礦井安全出口設置及保證措施
礦井安全出口：礦井初期共布置四個井筒，其中主斜井井筒內鋪設有行人台階，副平硐、排水平硐、回風斜井可直接出入，當井下發生災害時，這四個井筒均為井下通往地麵的安全出口。
大巷安全出口：井下布置有輔助運輸大巷、膠帶大巷、回風大巷。各巷中人行道寬度在1m以上。一旦井下發生災害時，各大巷均是井下通往井筒的安全出口。
工作麵安全出口：在回采工作麵的兩端，分別布置有兩條進風順槽和一條回風順槽。每條巷道中均布置了1.0m以上的人行道，一旦回采工作麵發生災害時可從兩端的順槽逃至大巷中。
綜上所述，自回采工作麵、掘進工作麵到地麵的各個環節，安全出口數量及設施滿足煤礦安全規程要求，逃生途徑暢通。
2、井下避災路線
當井下發生瓦斯爆炸、火災和水災等重大事故時，為了保證井下所有工作人員的安全撤離，井下所有巷道及交岔口處必須有醒目的避災線路標示牌，以便井下人員準確無誤地安全撤離，減少不必要的人員傷亡。
(1) 當井下發生瓦斯爆炸和火災時，必須首先佩戴好自救器，位於災害進風側的人員，迎風組織撤離，沿最短線路，迅速撤至地麵。位於災害回風側的人員，選擇最近貫眼，進入進風側，迎風撤離至地麵。
(2) 如地麵風機反風，應選擇相應的避災路線，迎風撤至地麵。
(3) 當井下發生水災時，要先選擇標高相對高的巷道，盡快撤離地麵。如水已將道路封閉，應撤至上山頭保存體力，等待救援，並設法與地麵取得聯係。
若回采工作發生火災和瓦斯爆炸事故時，人員可由膠帶運輸順槽（輔助運輸順槽）→輔助運輸大巷（膠帶運輸大巷）→副平硐、排水平硐（主斜井）→撤出地麵。
若回采工作麵發生水災事故時，人員可由膠帶運輸順槽（輔助運輸順槽）→輔助運輸大巷（回風大巷）→回風斜井→撤出地麵。
礦井反風時工作麵發生火災及瓦斯爆炸時，應逆著新鮮風流方向避災，具體路線為：回風順槽→回風大巷→回風斜井→撤出地麵。
井下避災路線圖見附圖2-2-1。
六、通風設備及反風
（一）礦井風量、最大、最小負壓和通風設備選型
礦井采用機械抽出式通風方式。
礦井所需風量：Qk=148m3/s；
礦井所需風壓：通風容易時期：Hmin=1102.29Pa
通風困難時期：Hmax=2745.97Pa
根據礦井所需風量及風壓，計入通風設備漏風損失及局部阻力後，選用FBCDZ54-8-№27防爆對旋軸流式通風機兩台，一台工作，一台備用，滿足礦井通風容易及困難時期礦井通風需要。
通風網絡特性曲線方程：
通風容易時期：Hmin＝0.0539Q2；
通風困難時期：Hmax＝0.122Q2。
通風機運行工況參數見圖2-2-2。
通風機運行工況點參數如下：
礦井通風容易時期：QM1=161.2m3/s， HM1=1401.3Pa，ηM1=67%，葉片角度βM1＝-6°，驅動電動機計算功率NM1=378.44kW。
礦井通風困難時期：QM2=157.4m3/s， HM2=3022.3Pa，ηM2=85%，葉片角度βM2＝0°，驅動電動機計算功率NM2=628.19W。
通風機配隔爆型電動機YBF係列，10kV 8極 2×450kW驅動。
風井工業場地設10kV配電室，兩回10kV電源引自礦井工業場地35/10kV變電所10kV母線不同母線段，一回工作，一回備用。10kV配電室設兩台所用變壓器櫃為風機房電動蝶閥及照明等低壓380/220V負荷提供電源。
通風機房設置風機在線監測裝置，用於實時監測風機運行軸承溫度，電動機繞組溫度，風量、負壓等，確保風機安全可靠運行。
（二）反風方式、反風係統及設施
回風斜井采用通風機反轉反風方式，其配套電動機選用可以滿足反轉運行技術要求的交流鼠籠電動機，選用裝有正反開關的高壓配電櫃作為電動機的起動櫃，控製通風機的起、停與反轉。每台通風機反風風量大於正常供風量的40%。
由於本礦井首采區緊靠井底車場附近布置，采區準備巷道即為開拓大巷，因此設計考慮了全礦井的反風係統。該反風係統簡單，操作方便，可確保井下任何災變地點安全可靠地反風。
七、礦井風量、風壓及等積孔
1、礦井風量計算
依據礦井的瓦斯相對湧出量及《煤礦安全規程》的要求，按采煤、掘進、獨立通風硐室及其他地點實際需要風量總和的方法來計算礦井的總風量，經計算礦井總風量為148m3/s，其中：主斜井進風量為37.38m3/s，副平硐進風量為53.12m3/s，排水平硐進風量為57.50m3/s，回風斜井回風量為148m3/s。計算方法如下：
（1）按井下同時工作的最多人數計算
Q礦井=4×N×K礦通=4×81×1.2= 388.8m3/min=6.48m3/s
式中：Q礦進—礦井總進風量，m3/s；
N—井下同時工作的最多人數，人
4—每人每分鍾供風標準，m3/s
K礦井—礦井通風係數，取1.2
（2）按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量之和計算
Q礦井=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×K礦通
式中：Q礦井——礦井總進風量，m3/s；
ΣQ采——采煤工作麵實際所需風量的總和，m3/s；
ΣQ掘——掘進工作麵實際所需風量的總和，m3/s；
ΣQ硐——硐室實際所需風量的總和，m3/s；
ΣQ其它——其它地點實際所需風量的總和，m3/s；
K礦通——礦井通風係數，取1.2。
①采煤工作麵實際所需風量計算
a. 按照瓦斯湧出量采煤工作麵實際所需風量計算如下：
Q采=100×q瓦采×K采通=100×3.4×1.6=544m3/min=9.1m3/s
式中：Q采——采煤工作麵實際所需風量，m3/s；
q瓦采——采煤工作麵瓦斯絕對湧出量（預測值），m3/min；
q瓦斯=2400000÷330÷24÷60×q相對
=5.1×0.67=3.4 m3/t
K采通——采煤工作麵瓦斯湧出不均勻的備用風量係數，取1.6。
b. 按二氧化碳湧出量計算湧出量采煤工作麵實際所需風量計算如下：
Q采=100×q二氧化碳×K采通=67×4.6×1.6=441.6 m3/min=7.4m3/s
式中：Q采——采煤工作麵實際所需風量，m3/s；
q二氧化碳——采煤工作麵瓦斯絕對湧出量（預測值），m3/min；
q二氧化碳=2400000÷330÷24÷60×q’相對
=5.1×0.9=4.6 m3/t
K采通——采煤工作麵二氧化碳湧出不均勻的備用風量係數，取1.6。
c. 按工作麵溫度計算如下：
本礦井無地溫熱害，根據該地區井下實測資料，井下巷道溫度一般不超過15℃，綜采工作麵加上設備的散熱，環境溫度11.4～16.9℃，一般不超過19℃。考慮工作麵機械化程度較高，產量大，采煤工作麵適宜風速取1.6m/s。
Q采=60•Vc•Sc•Ki
式中：
VC——采煤工作麵適宜風速，取1.6m/s；
SC——采煤工作平均有效斷麵，取10m2；
Ki——工作麵長度係數，取1.2；
Q采=60×1.6×10×1.2=1171.2m3/min=19.52m3/s,取Q采＝20m3/s。
d.按工作麵同時工作最多人數計算：
Q采=4N
式中：
N——回采工作麵同時工作的最多人數，N=25人。
Q采=4×25=100m3/min =1.7m3/s
e.按風速驗算
按《煤礦安全規程》規定煤巷掘進工作麵的風量應滿足:
15SC≤Q掘≤240SC
15×SC=15×10=150m3/min=2.5 m3/s
240×SC=240×10=2400 m3/min=40 m3/s
Q采=30m3/s，符合風速要求。
經以上計算比較采煤工作麵實際所需風量為30m3/s。再考慮50％的備用工作麵風量為10m3/s，采煤工作麵實際所需風量總和為：
ΣQ采=20+10=30 m3/s。
②掘進工作麵配風量
a.按瓦斯湧出量計算：
Q掘 = 100×q掘×Kd/60＝100×2.2×1.8/60＝6.6 m3/s
式中：Q掘 ——掘進工作麵實際需風量，m3/s；
q掘——掘進工作麵平均絕對瓦斯湧出量，m3/min；
kd——掘進工作麵瓦斯湧出不均勻備用風量係數，取1.8。
b.按局部通風機的實際吸風量計算：
Q掘= Qt×I×kt
式中：
Q掘——掘進工作麵實際需要的風量，m3/min；
Qt——掘進工作麵局部通風機的實際吸風量；
本次根據所需供風距離和負壓大小選用KDF-5和KDF-6.3型局部通風機。此局部通風機的實際吸風取最大量分別為300、450m3/min。
I——掘進工作麵同時通風的局部通風機台數，取1台；
kt——防止局部通風機吸循環風的風量備用係數，取1.3。
則Q掘＝Qf×I×Kf=300×1×1.3＝390m3/min＝6.5m3/s，取7.0 m3/s
Q’掘＝Qf×I×Kf=450×1×1.3＝585m3/min＝9.75m3/s，取10 m3/s
c.按掘進工作麵同時工作的最多人數計算：
Q采=4nc
式中：4——每人每分鍾供給最低風量，m3/min；
nc——掘進工作麵同時工作的最多人數，取10。
Q采=4×10=40m3/min=0.7m3/s，取0.7m3/s。
d.按風速驗算
按《煤礦安全規程》規定煤巷掘進工作麵的風量應滿足:
15SJ≤Q掘≤240SJ
15×SJ=15×19.8=297m3/min=5.0 m3/s
240×SJ=240×19.8=4752m3/min=79.2 m3/s
Q掘=7m3/s, Q’掘=10m3/s,符合風速要求。
綜合以上計算比較，每個綜掘工作麵配風量為7m3/s，連續采煤機掘進工作麵需風量為10m3/s。掘進工作麵總配風量：
Q掘=7×3+10= 31m3/s
③硐室配風量
礦井達到設計生產能力時，獨立通風的硐室有：一個采區變電所，一消防材料庫，配風量均按2 m3/s考慮，故硐室總配風量為4 m3/s。
④其他配風量
由於本礦井采用無軌膠輪車作為輔助運輸，故其它地點的用風量相對較大，考慮到輔助運輸設備作業時間的間歇性，實際需風量計算如下：
具體計算方法為第一台柴油機設備風量按5.4m3/min.kW；如果有多台設備運行時通風量為：第二台加單台的75％；第三台及以上各台分別加單台的50％的風量。設計按正常生產時井下同時運行12輛輕型自卸式膠輪車（功率71KW），一輛客貨兩用腳輪車（功率110KW），同時在井下運行時所需風量計算。
Q無軌= 71×5.4（1+75％+50％×8）+110×5.4×50％
=2980.8m3/min
=50 m3/s
由於無軌膠輪車需風量計算中已含有部分巷道的風量，因此，其它巷道需風量按8m3/s考慮。礦井其它用風點實際所需風量按58m3/s。故礦井總需風量為：
Q礦井=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×K礦通
=(30+31+4+58)×1.2
=148m3/s
上述方法計算結果，礦井需總風量為148m3/s。其中主斜井進風量為38m3/s，副平硐進風量為53m3/s，排水平硐進風為57m3/s，回風斜井回風量為156m3/s。
2、礦井風量分配
回采工作麵：20m3/s；
備用工作麵：10m3/s；
掘進工作麵：7×3+14=35m3/s；
主變電所：2m3/s
消防材料庫：2m3/s
其他巷道用風(包括無軌膠輪車所需風量)：79m3/s；
3、通風網絡解算及負壓計算
根據礦井開拓部署，繪製了礦井通風容易、困難時期的示意圖，采用西安科技大學編製的通風軟件，經計算機解算，礦井通風容易時期的負壓為112.41 mmH2O (1102.29 Pa)，通風困難時期的負壓為280.04 mmH2O (2745.97 Pa)。
通風容易時期和通風困難時期的通風總阻力計算見表2-2-1和表2-2-2。
礦井通風容易時期和困難時期通風係統詳見圖2-2-3、2-2-4。
4、等積孔計算
礦井通風等積孔采用下式計算
A = 0.38Q/H1/2
式中：A—— 礦井回風井等積，m2；
Q—— 回風井風量，m3；
H——回風井通風負壓，mmH2O。
A = 0.38Q/H容1/2=0.38×148÷112.411/2=5.3m2
A = 0.38Q/H困1/2=0.38×148÷280.041/2=3.4m2
故礦井通風容易時期和困難時期均屬小阻力礦井。
八、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。
礦井采用機械抽出式通風方式，此方式使井下風流處於負壓狀態，當主要通風機因故停止運轉時，井下的風流壓力提高可減少采空區瓦斯湧出量，對安全十分有利。漏風量小，通風管理較簡單，是國內外礦井最常用的一種方式。
礦井通風係統采用中央分列式，該係統具有通風線路短，通風阻力小，通風效率高的優點。
設計采用的通風方式和通風係統是目前國內外最常用、也是較先進的，能夠滿足礦井對通風參數的要求，保證礦井在設計範圍內安全生產。
2、礦井開拓、采掘布置，風井數目，井筒裝備和設施對安全的影響。
礦井設有三條大巷，其中兩條進風兼運輸，一條為專用回風巷；回采工作麵設有三條順槽，其中兩條進風兼運輸，一條回風，完全滿足《規程》的規定，並且采區進回風巷貫穿整個采區，沒有進、回風共用一條巷的現象。
礦井初期設三個進風井，一個回風井，主斜井裝備帶寬1400mm的鋼繩芯膠帶輸送機，副平硐運行無軌膠輪車，排水平硐、回鳳斜井不裝備，各井筒對礦井通風效率基本無影響，能滿足設計和生產的需要。
井下巷道布置簡單，簡化了通風係統，從而提高了通風係統的穩定性。
3、其它安全保證措施
礦井總進風量的配備，嚴格按照《規程》的規定，經計算後而確定的。采用先進的計算機程序對礦井的通風網絡進行了解算，從解算結果可以看出，井下各個用風地點的風速均符合《規程》第101條規定，故不論礦井風量還是通風網絡均能保證礦井安全生產。

第三章 粉塵災害防治

第一節 粉 塵

根據2006年內蒙古煤田地質科研所對礦井內8號、9號、10號煤層采樣進行的煤質檢驗報告，8號煤塵火焰長度為10mm，加岩粉量平均為55%，具有爆炸性；9號煤塵火焰長度為15mm，加岩粉量平均為40%，具有爆炸性；10號煤塵火焰長度為80mm，加岩粉量平均為65%，具有爆炸性。另根據勘探地質報告中：11號煤塵火焰長度為50～400mm，加岩粉量平均為53%，具有爆炸性；12號煤塵火焰長度為50mm，加岩粉量平均為20%，具有爆炸性；13號煤塵火焰長度為20～250mm，加岩粉量平均為33%，具有爆炸性。開采中應給予足夠重視。
地質報告中，沒有提及井下岩巷掘進時風流中遊離SiO2的含量及濃度，礦方也未做這項工作，建議礦方在建井和生產過程中補做這項工作。本礦岩石巷道極少，大部分為煤巷。在采掘作業過程中會產生煤塵，煤塵和岩塵一樣長期吸入，可導致肺病。因此應對其引起足夠的重視，采取積極的防範措施，確保工作地點的粉塵濃度滿足《煤礦安全規程》的規定。

第二節 防塵措施

一、防塵措施
井下主要生產粉塵的地點有：采掘工作麵、運煤係統轉載點以及膠帶輸送機巷等。為了保證礦工的身體健康，降低職業病的發生率，給井下工人創造一個良好的工作環境，設計采取了以下綜合防塵措施和個體防護措施：
1、控製風速，經常檢查采麵及主要運輸巷風速和設施，使風速在限製範圍之內。
2、建立完善的井下噴霧灑水係統，對易產生塵源地點如采掘工作麵、運輸、儲倉、裝載點、卸載點進行噴霧灑水，防止粉塵傳播。
3、定期清掃、衝洗巷道及易積塵死角，要求煤塵堆積厚度不大於2mm，連續堆積長度不大於5m。主要大巷定期刷漿。
4、加強個體防護，所有接觸粉塵作業人員均配備防塵口罩及防塵安全帽。
5、礦井配備專職防塵人員和粉塵檢測儀器，定期檢測風流中粉塵濃度，超限時立即處理。
6、采掘工作麵運輸順槽和回風順槽安設風流淨化水幕。
二、采掘工作麵防塵、降塵措施
1、采煤機、掘進機必須保持有完好的內、外噴霧係統。內、外噴霧壓力分別不小於2MPa和1.5MPa。
2、采掘工作麵運輸順槽和回風順槽安設風流淨化水幕。
3、實行煤層預注水。采煤工作麵配備煤層注水設備，對煤層進行采前預注水。
4、濕式作業。在建井和礦井生產過程中，岩巷掘進時應采用濕式鑽眼、水炮泥，放炮前後噴霧灑水等。
三、煤層注水防塵
（一）設計依據
礦井初步設計中，為了降低回采工作麵煤塵，設計對開采煤層進行采前預注水。首采區8號煤層，該煤層平均可采厚度4.73m，傾角一般小於10°，全區穩定可采，一般含2～6層夾矸，煤層中部比較穩定的一層夾矸岩性為淺灰色含水鋁石高嶺質粘土岩，厚度0.50～1.0m左右，為粘土礦層。煤層頂板一般為泥岩、粉砂岩或粉質砂岩。底板一般為粘土岩或泥岩，為粘土礦層。
8號煤層水份為1.95~6.77，平均4.16%。煤層及頂底板岩石的孔隙率、透水性、飽和含水率等參數，地質報告中未提供，建議今後補做這項工作。
根據有關規定，煤層水份小於4%時應采區注水措施，從以上數據可以看出，8號煤層僅局部地段需要注水，所以設計配備了注水設備。因地質報告中未劃分出煤層水份小於4%的區域，故實際生產中注水地段根據掘進中實測的煤層含水率劃分，對需要注水區域進行注水。其注水方式、注水參數詳見下列內容。
（二）煤層注水防塵
1、注水方式選擇
根據采區巷道布置和采煤方法，結合煤層特征，綜采工作麵煤層注水選用本煤層雙向長鑽孔注水方式，即在綜采麵順槽超前工作麵推進度一個月， 垂直煤壁，打長鑽孔注水的注水方式。
2、注水參數的確定
根據煤層節理裂隙發育情況，工作麵長度、注水時間和注水壓力、注水鑽機能力，確定鑽孔長度為120m，雙向孔總長為240m，鑽孔角度與煤層角度基本一致。鑽機選用MYZ-150型液壓鑽機，鑽孔直徑60mm。鑽孔間距18m。
(1)鑽孔孔長計算
L=（L1-M）/2
式中：L——鑽孔長度，m；
L1——工作麵長度，260m；
M——與煤層透水性和鑽孔方向有關的參數，根據本礦井實際情況取20m；
則L=(260-20)/2=120m
(2)鑽孔間距
B=2.5R=5h
式中：B——鑽孔間距，m；
R——濕潤半徑，m；
h——巷道淨高(注水工作麵、回風巷)，3.60m；
則B=5×3.6=18m
實際生產中合理的鑽孔孔長、鑽孔間距應根據實際情況來調整。
3、封孔方式的選擇及封孔長度的確定
封孔方式分為泥封孔和封孔器封孔兩種，根據確定的注水方式和煤層特征，設計選用灌注水泥砂漿封孔方式。
封孔深度一般通過試驗和生產實踐確定，參照鄰近礦井煤層注水的參數，暫按封孔深度10m考慮。礦井投產後再按生產實際進行調整。
4、注水係統的選擇
注水係統分為靜壓注水係統和動壓注水係統兩類，鑒於本礦井煤層注水鑽孔較長、注水壓力較大，設計選用動壓注水係統。注水泵型號為7BZ-100/150，注水泵流量4.5m3/h，壓力15MPa。
（1）注水壓力的確定
設計采用平壓注水即注水壓力小於上覆岩層壓力，但大於煤層瓦斯壓力。
煤層注水壓力主要取決於煤的透水性。而煤層的埋藏深度、支撐壓力狀態、煤層裂隙及孔隙發育程度，煤的硬度和炭化程度等，對注水壓力的大小也有一定影響，但地質報告中對8號煤層瓦斯壓力、煤層的透水性、及上覆岩層壓力、煤的孔隙率並未論述。因此隻能按一般情況下，取煤層注水壓力15 MPa。建議在礦井投產後進一步補充各煤層瓦斯壓力、煤層的透水性、上覆岩層壓力、煤的孔隙率等數據後，根據生產實際情況進行調整。
5、注水流量（或注水速度）與注水時間
（1）鑽孔注水量的確定（按水分增加值）
Q=BLMγ（W1-W2）K
式中：Q——一個鑽孔注水量，m3；
B——孔間距，m； 取18m
L——工作麵長度，m；取260 m
M——煤層厚度，m；取4.73m
γ——煤容重，t/m3；取1.35 t/m3
W1——注水後要求達到的水分，%；一般取4%
W2——煤層原有水分，%；取1.95%
K——考慮圍岩吸收水分、水的漏失和注水不均勻係數；取1.6
Q=18×260×4.73×(4%-1.95%)×1.6=726.1 m3
（2）礦井日注水量（按水分增加值）
QH=K1G(W1-W2)
式中：QH——礦井日注水量，m3/d；
G——礦井計劃注水采掘工作麵日產量，t/d；取7273 t/d
K1——注水係數；取1.6
W1——注水後要求達到的水分，%；一般取4%
W2——煤層原有水分，%；取1.95%
QH=1.6×7273×(4%-1.95%)=238.6 m3/d
注水流量與注水壓力直接相關，由於缺少有關實驗參數，注水壓力暫無法確定，注水流量也無法計算，建議在礦井投產後取實測值。
（3）注水時間
注水時間為鑽孔開始注水至煤體全麵濕潤為止，注水煤體全麵濕潤的標誌為濕潤範圍內煤壁出現均勻的“出汗”滲水。注水時間通常為7～10d。
6、注水設備及儀器
注水設備及儀器見下表3-2-1。
7、煤層注水水源
煤層注水水源取自井下消防灑水係統。
從綜采麵順槽給水管網中接水管至注水泵站，將水注入儲水箱中，注水泵從儲水箱中吸水加壓向煤層注水。
四、井下消防、灑水（給水）係統
井下消防灑水水源優先使用回用水，不足部分均由生活、生產用水供水水源與給水係統供給，由該係統高山水池（V＝1000m3×2）定壓及調峰用水。管道由副平硐下至井底輔助運輸大巷及膠帶大巷、膠帶運輸順槽及輔助運輸順槽、回風大巷等供巷道各用水點使用。井下消防灑水管路采用枝狀管網，管材采用礦用供水管。管道敷設用管道支架固定在平硐及各巷道側壁上，管道連接采用法蘭。

井下消防布置原則：在副平硐及主斜井與大巷連接處，膠帶運輸大巷、輔助運輸大巷、以及回風順槽、進風順槽與大巷連接處附近、消防材料庫、水泵房和變電所等附近，均設置固定式消火栓，並在設置消火栓處同時存放L＝25m阻燃水龍帶2條和DN25m、L＝50m膠帶輸水管1條及消火栓專用連接管件2套。另外在膠帶巷每隔50m、軌道巷每隔100m設置帶DN50閘門的三通1套，平時用於衝洗巷道，發生消防時可替代消火栓之用。
井下灑水器布置原則：在井下回采工作麵、掘進頭、輸送機、溜煤眼、裝卸載、轉載處等地點分別設置圓錐形灑水器和鴨嘴形灑水器。綜采機組及連采機實施內外噴霧；在膠帶機機頭處設一組自動水幕；在回風順槽靠近出口及距工作麵30-50m處各設一組手動水幕，膠帶運輸、軌道運輸大巷及回風巷內各設兩道手動水幕。
並在回風順槽距工作麵及靠近出口50m內，以及回風大巷進入回風斜井前巷道，各設一組風流淨化水幕。並在膠帶輸送機機頭處設自動噴水滅火裝置。
回采工作麵綜采機組采用內外噴霧，煤炭裝載時噴霧降塵，轉載處灑水降塵。
為了減少采煤時煤塵產生量，考慮在煤壁兩側采用開采前預注水作業。
井下消防灑水裝置係統，每天淨工作時間：回采工作麵按8-10h，掘進工作麵按8h。井下消防流量按7.5L/s計算，每次火災發生時，同時使用消火栓2個，每個消火栓流量按2.5 L/s計算，其它設備消防用水量為2.5L/s。
有關管道及設施布置見附圖，圖號為C1736-845G-1。

第三節 防爆措施

一、防爆措施
根據井田精查地質報告及鄰近礦井資料，本礦井有煤塵爆炸危險，為確保礦井的安全生產，改善工人作業環境，保護工人的身體健康，采取以下防塵措施：
1、回采工作麵配備注水設備，采取煤層預注水措施，以防止回采時煤塵飛揚。
2、必須及時清除巷道中的浮煤，清掃或衝洗沉積煤塵，定期撒布岩粉；定期對主要大巷刷漿。
3、礦井能應製定綜合防塵措施，預防和隔絕煤塵爆炸措施及管理製度，並組織實施。礦井應每周至少檢查1次煤塵隔爆設施的安裝地點、數量、水量及安裝質量是否符合要求。
4、井下設有完善的消防灑水管路係統，在運輸巷、回風巷內設有隔爆水棚，在煤流的各轉載點均設有灑水裝置，以防止煤塵飛揚。
5、采煤機、掘進機均設內外噴霧灑水裝置。
6、嚴格控製進、回風巷道的風速，特別是回采工作麵和相應的回采巷道風速。
7、各機電峒室采用不燃性材料支護，配備消防器材；
8、嚴禁將煙火帶入井下，嚴禁穿化纖衣服；
9、及時清理易燃物品，采用阻燃皮帶、電纜、風筒。
二、井下電氣設備及保護的選擇
1、井下電氣設備均選用隔爆型。
2、所有固定設備的峒室、配電室均設局部接地極，利用鎧裝電纜金屬外皮和軟電纜的接地芯線把分布在井下的接地體和移動體外殼連起來，與位於主、副接地極聯接，構成井下接地網。
3、井下低壓饋出線上均設檢漏繼電器或漏電閉鎖繼電器，與低壓饋電總開關配合起漏電保護作用。磁力起動器具有失壓、過載、短路、斷相、漏電閉鎖等功能。
4、井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備（包括電線和電纜）。檢修或搬遷前，必須切斷電源，並用同電源電壓相適應的電筆檢驗，檢驗無電後，必須檢查瓦斯，在其巷道風流中瓦斯濃度在1%下時，方可進行導體對地放電。所有開關把手在切斷電源時都應閉鎖，並懸掛“有人工作，不準送電”牌。

第四節 隔爆措施

一、隔爆措施
根據井田精查地質報告及鄰近礦井資料，本礦井有煤塵爆炸危險，為確保礦井的安全生產，設計在以下地點設置了隔爆水棚：
1、與井筒相聯接的主要運輸大巷和回風大巷等巷道中，設置主要隔爆棚；
2、相鄰采區之間的集中運輸巷道和回風巷道中，設置主要隔爆棚；
3、采、掘工作麵進風、回風巷道中，設置輔助隔爆棚；
4、采區內的煤層掘進巷道中，設置輔助隔爆棚。
二、隔爆水棚
隔爆水棚設計采用充滿水的水槽。
1、水槽的結構與選型
設計選用GS40-4A型水槽，其結構為：橫斷麵為梯形，上寬570mm，下寬390mm，高210mm；縱斷麵亦為梯形，上寬510mm，下寬350mm，水槽全部為玻璃鋼製品。
2、水棚的布置與計算
（1）布置方式及架設要求
水棚的布置方式為：架設高度不低於1.8m，棚距1.2-3.0m。水棚首架棚設置一般距爆炸地點距離為60～200mm。主要隔爆棚的棚區長度不小於30m，輔助隔爆棚的棚區長度不小於20m。水槽棚的水槽采用橫向嵌入式安裝。水棚距離巷幫不小於100mm，距巷道地麵不小於1.8m；棚組內的各排水棚的安裝高度一致；棚區處的巷道需要挑頂時，其斷麵積和形狀應與其前後各20m長度的巷道保持一致。水棚設置在巷道的直線段內。
（2）水棚設置地點
根據采區巷道布置，設計共設置主要隔爆水棚13組，輔助隔爆水棚19組。隔爆水棚設置地點詳見圖3-4-1。
（3）每組水棚水量計算
每組水棚水量依下式計算：
G=g•s
式中：
G——總水量，kg；
g——每m2巷道需水量，kg/m2。主要隔爆水棚400L/m2，輔助隔爆水棚200L/m2。
S——巷道斷麵積，m2。大巷、回采巷道均按20m2。
膠帶大巷主要隔爆水棚總水量G主=400×18.2=7280L。
輔助運輸大巷、回風大巷主要隔爆水棚總水量G主=400×18.9=7560L。
+850水平大巷主要隔爆水棚總水量G主=400×14.4=5760L。
膠帶、回風、輔助運輸、掘進順槽輔助隔爆水棚總水量G輔=200×19.8=3960L。
（4）單架水棚水量計算
主要隔爆水棚每架水棚設置水槽6個，單架水棚水量為40×6=240L。
輔助隔爆水棚每架水棚設置水槽5個，單架水棚水量為40×5=200L。
（5）水棚架數n
n=G/Gn
膠帶大巷主要隔爆水棚n主=G主/Gn=7280/240=30.3架，取31架。
輔助運輸大巷、回風大巷主要隔爆水棚n主=G主/Gn=7560/240=31.5架，取32架。
+850水平大巷主要隔爆水棚n主=G主/Gn=5760/240=24架。
膠帶、回風、輔助運輸、掘進順槽輔助隔爆水棚n輔= G輔/Gn=3960/200=19.8架，取20架。
（6）水棚區長度L
式中：
L——水棚區長度，m；
n——水棚架數，架；
C——水棚間距，主要隔爆水棚取1.3m，輔助隔爆水棚取1.6m。
則：膠帶運輸大巷主要隔爆水棚區長度L主=30.3×1.3=39.5m
輔助運輸大巷、回風大巷主要隔爆水棚區長度L主=31.5×1.3=41.0m
+850水平大巷主要隔爆水棚區長度L主=24×1.3=30.0m
膠帶、回風、輔助運輸、掘進順槽輔助隔爆水棚區長度L輔=19.8×1.6=31.7m。
（7）水棚設置組數
膠帶運輸大巷、輔助運輸大巷、回風大巷、+850水平大巷設置主要隔爆水棚，主要隔爆水棚共13組。
膠帶、回風、輔助運輸、掘進順槽輔助隔爆水棚，輔助隔爆水棚共19組。
井下隔爆水棚組數及水量詳見表3-5-13、水棚給水係統
水棚給水水源為井下消防灑水給水係統。在設有隔爆水棚的地點，均有井下消防灑水管路通過，管路每隔50m設有一支管和閘閥，管口配有消防接口及水龍帶，水棚可由其給水或補水。

第五節 礦井地麵生產係統防塵

一、主井生產係統和副井生產係統塵源及防塵係統簡介
礦井地麵粉塵的主要來源是工業場地鍋爐房煙塵、SO2和煤炭生產、轉運過程中產生的煤塵；煤炭汽車運輸產生的煤塵和揚塵等。選煤廠以及相關部分未包括在本專篇之內。
在鍋爐房的排煙係統設置GZT-6型高效膠硫除塵器三台，除塵效率達95-97％，膠硫效率為60％。煙囪高度H＝40m，上口直徑D＝1.2m，可使鍋爐房排放的煙塵濃度（146-163mg/Nm3＜200mg/Nm3）SO2濃度（658-735mg/Nm3＜900mg/Nm3）均小於《鍋爐大氣汙染物排放標準》第Ⅱ時段二類區標準。
二、矸石係統防塵簡介
本礦井矸石處置場地由選煤廠統一考慮。

第四章 瓦斯災害防治

第一節 瓦 斯

根據2005年度忻州市安全生產監督管理局以忻安監煤字[2005]163號文件關於2005年度河曲縣（**煤礦周邊）多家煤礦的瓦斯等級鑒定結果的批複。與**煤礦相鄰的前麻地溝煤礦瓦斯絕對湧出量為0.14m3/min，相對湧出量為0.67 m3/t；CO2絕對湧出量為0.28m3/min，相對湧出量為1.35 m3/t；火山村煤礦瓦斯絕對湧出量為0.13m3/min，相對湧出量為0.38 m3/t；CO2絕對湧出量為0.9m3/min，相對湧出量為4.32 m3/t。
另根據地質報告中資料：
9號煤層甲烷（CH4）含量為0，CO2含量為0.08~0.18ml/g，平均為0.099 ml/g，C2-C8含量為0 ，N2含量為2.71~4.308 ml/g，平均為3.509ml/g，瓦斯含量平均為3.608 ml/g，屬低瓦斯煤層。
10號煤層甲烷（CH4）含量為0～1.14 ml/g，平均為0.17ml/g，CO2含量為0.017～0.48ml/g，平均為0.23ml/g，C2-C8含量為0 ，N2含量為2.77～7.160 ml/g，平均為4.4ml/g，瓦斯含量平均為4.808 ml/g，屬低瓦斯煤層。
11號煤層甲烷（CH4）含量為0～0.45 ml/g，平均為0.25ml/g，CO2含量為0.018～0.440ml/g，平均為0.258ml/g，C2-C8含量為0 ，N2含量為4.52～6.52 ml/g，平均為5.528ml/g，瓦斯含量平均為5.811ml/g，屬低瓦斯煤層。
12號煤層甲烷（CH4）含量為0~0.05 ml/g，平均為0.025ml/g，CO2含量為0.090～0.330ml/g，平均為0.210ml/g，C2-C8含量為0 ，N2含量為3.72～6.010 ml/g，平均為4.865ml/g，瓦斯含量平均為5. 1ml/g，屬低瓦斯煤層。
各可采煤層瓦斯分帶均屬於二氧化碳~氮氣帶。
本井田內各煤層瓦斯含量均很低，生產中瓦斯湧出量很小，故本礦井屬低瓦斯礦井。

第二節 防爆措施

一、預防瓦斯災害的一般性措施。
1、回采工作麵通風係統采用兩進一回型，回采工作麵順槽采用三巷製，其中兩進一回，以確保回采工作麵的瓦斯安全釋放。
2、礦井通風必須做到高效、穩定、連續，使井下各個地點瓦斯濃度等符合《規程》有關規定，及時處理局部積存的瓦斯，如回采工作麵上隅角、冒落空硐等。
3、建立健全瓦斯檢查監測製度，一經發現問題，立即處理，把事故隱患消滅在萌芽狀態。
4、嚴格控製井下明火，徹底根除可能使瓦斯爆炸的條件。
5、為了防止瓦斯、煤塵爆炸事故擴大，回風井井口均設有防爆門。
二、預防瓦斯災害的具體措施。
1、準確地測定礦井瓦斯含量和瓦斯湧出量，有的放矢地保證礦井安全生產，製定相應的防治瓦斯爆炸措施，更好地保證礦井安全生產。
2、防止生產過程中瓦斯濃度超限：通風是防止瓦斯積聚的行之有效的方法，礦井通風必須做到有效、穩定和連續不斷，使采掘工作麵和生產巷道中瓦斯濃度符合《煤礦安全規程》要求。礦井必須建立完善的瓦斯檢測製度，所有采掘工作麵每班至少應檢測三次。采取有效措施及時處理局部積存的瓦斯，特別是回采工作麵上隅角等地點，應加強檢測與處理。不用的巷道及時封閉。
防止工作麵上隅角瓦斯積聚措施
(1)工作麵通風有效、穩定和連續不斷。
(2)保證工作麵風流通暢。
(3)工作麵上隅角安裝瓦斯傳感器進行監測、並加強管理。
3、瓦斯超限、積聚後的處理措施：
（1）采掘工作麵及其他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。
（2）爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1.0％時，嚴禁爆破。
（3）采掘工作麵及其他作業地點風流中、電動機或其開關安設地點附近20m以內風流中的瓦斯濃度達到1.5％時，必須停止工作，切斷電源，撤出人員，進行處理。
（4）采掘工作麵及其他巷道內，體積大於0.5m3的空間積聚的瓦斯濃度達到2.0％時，附近20m內必須停止工作，撤出人員，切斷電源，進行處理。
（5）對瓦斯濃度超過規定被切斷電源的電氣設備，必須在瓦斯濃度降到1.0％時，方可通電開動。
4、防止瓦斯引燃：嚴格控製和加強管理生產中可能引火的熱源。井下電氣設備搬遷或檢修前，必須切斷電源，檢查瓦斯，在其巷道風流中瓦斯濃度低於1.0%時，再用與電源電壓相適應的驗電筆檢驗；確認無電後，方可進行導體對地放電。本設計井下選用的所有開關的閉鎖裝置均能可靠地防止擅自送電、防止擅自開蓋操作。
井下普通型攜帶式電氣測量儀表，必須在瓦斯濃度1.0%以下的地點使用，並實時監測使用環境的瓦斯濃度。
井下安監人員均配備有個體瓦斯檢測設備。
5、采掘工作麵均按《煤礦安全規程》的有關規定配備了礦井安全監測監控設備。
6、防止瓦斯災害事故擴大：回風斜井井口設置有防爆門，以防衝擊波毀壞風機。井下建立有完善的隔爆設施。
7、礦長、礦技術負責人、爆破工、采掘區隊長、通風區隊長、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甲烷檢測報警儀或便攜式光學甲烷檢測儀。
8、使用局部通風機的掘進工作麵，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。
（1）局部通風機必須指定人員負責管理，保證正常管理運轉。
（2）壓入式局部通風機和啟動裝置，必須安在進風巷中，全風壓供給該處的風量必須大於局部扇風機的吸入量。
（3）掘進工作麵的局部通風機應采取三專（專用變壓器、專用開關、專用電路）供電；也可以采用裝有選擇漏電保護裝置的供電線路供電，但每天應有專人檢查1次，保證局部通風機可靠運轉。
9、井下和井口房內不得從事電焊、氣焊和噴燈焊接工作，如必須在井下主要硐室、主要進風井巷和井口方進行電焊、氣焊和噴燈焊接等工作，每次必須指定安全措施，並遵守下列措施：
（1）指定專人在場檢查和監督。
（2）電焊、氣焊和噴燈焊接等工作地點的前後兩端各10m的井巷範圍內，應是不燃材料支護，並應有供水管路，有專人負責噴水。上述工作地點應至少有2個滅火器。
（3）在井口房、井筒和傾斜巷道內進行電焊、氣焊和噴燈焊接等工作時，必須在工作地點的下方用不燃性材料設施接受火星。
（4）電焊、氣焊和噴燈焊接等工作地點的風流中，瓦斯濃度不得超過0.5%，隻有在檢查證明作業地點附近20m範圍內的巷道頂部和支護背板後無瓦斯積存時，方可進行作業。
（5）電焊、氣焊和噴燈焊接等工作完畢後，工作地點應再次用水噴灑，並應有專人在工作地點檢查1h，發現異狀，立即處理。
（6）煤層中未采用砌镟或噴漿封閉的主要硐室和主要進風大巷中，不得進行電焊、氣焊和噴燈焊接等工作。
10、瓦斯安監係統：在采掘工作麵以及與其相聯接的上下順槽中設置瓦斯報警儀，監測風流中的瓦斯動態，並將信息及時傳送到地麵控製室。在主要工作地點設置瓦斯斷電儀，當瓦斯濃度超限時，及時自動切斷電源。此外，配備個體檢測設備。
總之，礦井在生產和建設過程中，要對瓦斯引起足夠的重視，嚴格執行《煤礦安全規程》之規定，采取一切必要的預防措施，避免災害事故的發生。
三、供電設備防爆措施
本次設計井下電氣設備按《規程》的要求選型，其保護措施主要有：
1、井下所有礦用隔爆型設備必須采用具有“MA”標誌使用許可證廠家的產品，設備上必須有MA煤安標誌。
2、井下電力網的短路電流小於其井下使用的控製用斷路器的開斷能力。
3、井下所有電機的控製設備，使用礦用隔爆型真空磁力起動器。磁力起動器具有失壓、過載、短路、斷相、漏電閉鎖等功能。
4、井下低壓饋電線上，裝設帶有漏電閉鎖的檢漏保護裝置或有選擇性的檢漏保護裝置。采掘工作麵設甲烷傳感器，瓦斯濃度達到1.5%時，必須切斷電源，撤出人員，進行處理。煤電鑽設有檢漏、短路、過負荷、斷相、遠距離起動和停止的煤電鑽的綜合保護裝置，其綜合裝置在每班使用前進行1次跳閘試驗。瓦斯濃度達到1.0%時，必須停止用電鑽打眼。礦方須每天對低壓檢漏裝置的運行情況進行一次跳閘試驗。
5、礦井因停電和檢修，主要通風機停止運轉或通風係統遭到破壞後，礦方必須製定恢複通風、排除瓦斯和送電的安全措施，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地點附近20m的巷道內，都必須檢查瓦斯，符合《規程》的規定後，方可開動機器。
因臨時停電或其它原因，局部通風機停止運轉，在恢複通風前，首先必須檢查瓦斯，證實停風區瓦斯濃度符合《規程》要求後，方可人工恢複局部通風機供風的巷道中一切電氣設備的供電。
為了消滅井下引燃（爆）的火源所采取的防止瓦斯煤塵爆炸的措施如下：
1）加強電氣設備管理，井下嚴禁使用燈泡取暖和使用電爐。井口和井口房不得從事電焊等工作，如果必須在井下主要峒室、主要進風巷和井口房內進行上述工作，必須製定有效的安全措施，經批準後方可進行施工。
2）井下和峒室內不準存放汽油、煤油和變壓器油。井下使用的潤滑油、棉紗和布頭等，必須存放在蓋嚴的鐵桶內。並定期送到地麵處理，不準亂放亂扔。嚴禁坑木等易燃品雜亂無章地堆積。
3）井下設消防灑水係統。
4）井下各巷道、峒室配備相應的消防器材。各類機電峒室設防火門，井下峒室一律采用不燃性材料支護。
5）井下所有人員按規程配帶自救器。
6）班長以上人員下井時必須攜帶甲烷檢測儀。
7）配備瓦斯報警礦燈。

第三節 隔爆措施

本礦井雖為低瓦斯礦井，但若局部通風不良、瓦斯積聚，很容易引起瓦斯爆炸。為保證礦井的安全生產，井下需設置隔爆水棚。隔爆水棚的具體設計詳見第三章第四節。隔爆水棚設置地點詳見C1736-150G-01

第五章 礦井防滅火

第一節 概 況

根據2006年內蒙古煤田地質科研所對礦井內8號、9號、10號煤層采樣進行的煤質檢驗報告中：8號煤吸氧量為0.81，自燃傾向性為Ⅰ級即容易自燃；9號吸氧量為0.73，自燃傾向性為容易自燃；10號煤吸氧量為0.80，自燃傾向性為容易自燃。另根據勘探地質報告中：11號煤自燃傾向性為容易自燃；12號煤自燃傾向性為容易自燃；13號煤自燃傾向性為容易自燃。故各煤層均為容易自燃煤層，自燃發火期一般為3～4個月。
煤層自燃火災主要發生在回采工作麵采空區的氧化帶，距離工作麵切頂線一般20～45m，最大60～70m。其次是回采工作麵上、下隅角。根據目前國內易自燃煤層綜采工作麵生產經驗，對預防采空區浮煤自燃發火采用以注入氮氣為主的防治措施；采空區一旦發生浮煤自燃火災，采用以注氮氣為主，同時采用凝膠封堵、撒布岩粉、均壓通風、束管監測等配合的綜合滅火措施。

第二節 開采煤層自燃預測及防治措施

一、預防井下火災的措施
本礦初期開采的8號煤層為容易自燃煤層，設計采用移動式注氮防滅火係統和束管監測係統，具體如下：
（一）配備一套井下移動式膜分離製氮係統。
根據2006年內蒙古煤田地質科研所對8號煤的煤質檢驗報告及地質報告，本區各煤層自燃傾向為易自燃。
礦井自燃發火期較短而且煤塵具有爆炸性，采用氮氣防滅火，氮氣的隔爆作用、防滅火速度及可靠性是其它防滅火方法無法可比的，它特別適用於有煤塵爆炸危險和煤的自燃發火期較短的礦井。
基於以上分析，針對礦井的實際情況，決定采用氮氣防滅火係統，確保礦井安全生產。
1、氮氣防滅火
（1）氮氣防滅火技術的要求
本礦氮氣防滅火主要作用是對采空區進行預防性注氮，當采空區發生火災時可進行滅火注氮。
（2）設計依據
根據2006年內蒙古煤田地質科研所的煤質檢驗報告及地質報告,本礦井各煤層均屬容易自燃煤層。
（3）注氮工藝係統及設備
① 注氮係統
由於本礦井田範圍大，采用井下移動注氮係統。
②製氮裝置
選用兩台MD-500井下移動式膜分離製氮裝置，每台功率為190 kW。
③注氮工藝
拖管注氮：在工作麵進風側沿采空區埋設60m的Φ108無縫鋼管作為注氮管，它的移動主要利用工作麵的回柱絞車牽引，注氮管路歲工作麵的推進而移動，使起始終埋入采空區內的一定深度。
④ 注氮方式
注氮方式從空間上分為開放式注氮和封閉式注氮；從時間上分為連續性注氮和間斷性注氮。工作麵開采初期和停采撤架期間，或因遇地質破碎帶、機電設備等原因造成工作麵推進緩慢，宜采用連續性注氮；工作麵正常回采期間，可采用間斷性注氮。
⑤注氮量
A、按產量計算
在單位時間內注氮充滿采煤所形成的空間，使氧氣濃度降到防滅火惰化指標以下，其經驗計算公式為：
QN=[A/1440ρtn1n2]×（C1/C2-1）
式中：QN——注氮流量，m3/min；
A——年產量，t；
t——年工作日，取330d；
ρ——煤的容重，t/m3；
n1——管路輸氮效率，%；
n2——采空區注氮效率，%；
C1——空氣中的氧濃度，取20.8%；
C2——采空區防火惰化指標，取7.0%。
則QN=[2400000/1440×330×90%×80%]×（20.8%/7.0% -1）
=10.24 m3/min
B、按采空區氧化帶氧濃度計算
將采空區氧化帶內的原始氧氣濃度降到防滅火惰化指標以下，按下式計算
QN=[（C1- C2）QV]/(CN+C2-1)
式中：QN——注氮流量，m3/min；
QN ——采空區氧化帶的漏風量，m3/min；
C1——采空區氧化帶內原始氧濃度（取平均值）；
C2——注氮防火惰化指標，取7.0%；
CN——注入氮氣中的氮氣濃度。
則：QN=[（13%-7%）×8.0]/（97%+7%-1）=12m3/min
取A、B計算結果的最大值12 m3/min，結合礦井實際情況取1.2的安全備用係數，采空區防滅火時的最大注氮量為14.4m3/min。
設計選用兩台MD-500型井下移動式膜分離製氮裝置，每台功率為190kW，產氮量為：1000 m3/h。
⑥注氮堵漏
回采工作麵采至停采線時，在廢棄順槽巷道中及時打永久密閉的措施，有效防止氮氣的泄漏。永久密閉采用實心磚或混凝土塊砌成，砂漿抹縫，在進風巷一側牆麵抹上砂漿。
若巷道牆麵及密閉牆麵受采動影響出現裂縫，需及時采用凝膠堵漏劑封堵裂縫，及時防止氮氣的泄漏。凝膠堵漏劑成分為煤粉灰30%、水玻璃3%、鋁酸鈉1.5%、其餘為水。采用注水鑽及型號為ZJB-Ⅰ的注漿泵。在牆體裂縫周圍使用注水鑽打鑽，利用注漿泵將凝膠堵漏劑注入牆體內，利用凝膠堵漏劑將裂縫堵實嚴密。
⑦注氮氣體監測
采空區應同時預埋束管監測探頭，在注氮管或支管分叉處必須設置觀察點。為了考察注氮的流向及分布，可借助施放SF6示蹤氣體加以檢測。
（4）安全管理
① 在注氮過程中，工作場所的氧濃度不得低於18.5％，否則停止作業並撤除人員，同時降低注氮流量或停止注氮，或增大工作場所的通風量。
② 製氮設備的管理人員和操作人員，須經理論培訓和實際操作培訓，考試合格，才能上崗。
③ 采空區進行注氮防火或對火區進行注氮滅火時，應編製相應的安全技術措施，並經礦總工程師審批後，方可實施。
④ 采用注氮防滅火的礦井，應建立製氮設備的01manbetx ，工種崗位責任製和注氮防滅火管理暫行規定等規章製度。
⑤應建立和健全注氮防滅火台賬。
（5）回采工作麵采空區注氮
當自然發火危險主要來自回采工作麵的後部采空區時，應該采取向本工作麵後部采空區注入氮氣的防火方法。應將注氮管鋪設在進風順槽中，注氮釋放口設在采空區中，注氮管的埋設及氮氣釋放口的設置應符合以下要求：
① 氮氣釋放口應高於底板，以90度彎拐向采空區，與工作麵保持平行，並用石塊或木垛等加以保護。
② 氮氣釋放口之間的距離，應根據采空區“三帶”寬度、注氮方式和注氮強度、氮氣有效擴散半徑、工作麵通風量、氮氣泄漏量、自然發火期、工作麵推進度以及采空區冒落情況等因素綜合確定。第一個釋放口設在起采線位置，其它釋放口間距以30m 為宜。注氮口間距為50m。
③ 注氮管采用單管，管道中設置三通。從三通上接出短管進行注氮。
在日常管理中，應注意下列問題。
④注氮量的多少，應根據采空區中的氣體成分來確定，以距工作麵20m處采空區中的氧濃度不大於10﹪作為確定的標準。如果采空區中CO濃度較高(>50ppm)，或者工作麵CO濃度超限，或出現高溫、異味等自燃征兆，都應加大注氮強度。
⑤合理設置監測傳感器，加強對采空區、工作麵和回風槽中O2、N2和CO的監測；同時，由瓦斯檢查員隨時對工作麵及其回風順槽的O2、CO和CH4濃度進行檢查，要保證工作麵風流中的氧氣濃度。發現工作麵氧氣濃度降低，應暫停注氮或減少注氮強度。
⑥ 注入氮氣的純度不得低於97﹪。
⑦ 第一次向采空區注氮，或停止注氮後再次注氮時，應先排出注氮管內的空氣，避免將空氣注入采空區中。
（6）工作麵相鄰采空區注氮
工作麵回采過程中，當自然發火的危險不是來自於本采空區，而是相鄰回來工作麵的采空區時，對其相鄰采空區應采用旁路式注氮防火，以保證本工作麵的安全回采。旁路式注氮就是在工作麵與采空區相鄰的順槽中打鑽，然後向已封閉的采空區插管注氮，使之在靠近回采工作麵的采空區側形成一條與工作麵推進方向平行的惰化帶。
（7）防止采空區氮氣泄漏的措施
采空區漏風狀態決定了氮氣在采空區內的滯留時間，同時也決定著間歇式注氮時的注氮周期。采空區的漏風強度越小，兩次注氮的間歇時間就越長，此時的注氮效果好且比較經濟。因此，采取措施減少采空區氮氣泄漏也是提高采空區注氮效果的有效途徑。
本礦防止采空區漏風的主要措施是直接堵漏措施。采空區直接堵漏措施是及時密閉，堵絕氮氣泄漏。同時注意及時回填地表采空區、塌陷裂縫，減少采空區漏風。
(二) 巷道支護防火
在煤層中布置的開拓、準備巷道，采用錨噴支護，可減少煤層暴露麵積，對防止煤壁裂隙處及高冒區煤炭自燃有利。還須及時做好采空區、廢棄巷道的密閉工作以及及時撒布岩粉。
(三) 完善儀器、儀表
設計配備了兩套GC-4008型煤礦專用氣相色譜儀，一套ASZ-2型礦井火災預報束管監測係統，以及氧氣測量報警儀、多種檢定器等設備，可人工巡回檢測氣體組份，為防止煤層自燃提供了手段。
(四) 其它綜合措施
1、對通風機經常進行性能測定，掌握其特性，並隨著季節變化及時調整主通風機工況，確保用風地點供風穩定、合理。
2、工作麵采完後，及時密閉，堵絕漏風。
3、工作麵下隅角張掛風簾，阻止向采空區漏風。采用SF6氣體示蹤技術，查找采空區漏風通道，並及時堵漏和增大漏風通道風阻。
4、加快工作麵推進速度，井下巷道均采用不燃性材料支護

第三節 井下外因火災防治及裝備

一、電氣事故引發的火災防治措施及裝備
根據生產經驗，外因火災主要發生在采掘機械化程度較高的礦井。發火點多為機電硐室、電纜、膠帶輸送機及采掘設備等以及井下風流暢通的工作地點。按照本礦實際，設計采取了如下措施：
（一）井下機電設備峒室防火措施
礦井初期井下主要機電設備硐室有8號層主變電所和主水泵房。設計對其采取的防火措施如下：
(1) 機電設備硐室均采用錨噴支護。
(2) 主變電所和主排水泵房通向輔助運輸大巷的通路中均設有密閉門和防火柵欄兩用門。
(3) 在機電設備硐室內按規定配備了消防器材，見表5-3-1。

(4) 加強管理，及時清理機電設備硐室內的可燃物，消滅事故隱患。
（二）井下電氣設備的防火措施
所有進入井口內的金屬部分（如鎧裝電纜的金屬外皮等），均應做不少於2處的可靠接地。接地電阻均應小於5Ω。
為確保安全，在井下所有固定設備的峒室、低壓配電點、鎧裝電纜接線盒等地均設局部接地極，並利用鎧裝電纜的金屬外皮和軟電纜的接地芯線把分布在井下的接地體和移動設備外殼連接起來，並和設於副平硐井底附近的主、副水倉中的主、副接地極——鍍鋅鋼板相聯接，構成井下接地網。井下低壓饋出線上，均裝設檢漏繼電器，與低壓饋電總開關配合，起到漏電保護和漏電閉鎖的作用。
（三）井下電纜全部采用煤礦專用阻燃電纜。井下橡套電纜沿井筒、巷道壁設電纜掛鉤敷設，電纜掛鉤間距小於等於3m。電力電纜與通信和信號電纜分掛在井巷的兩側。膠帶運輸巷行人側敷設，高於1.8m。非行人側敷設，高於膠帶機0.3m。
（四）井下電氣設備的各種保護
PBG500DY-10型礦用隔爆型高壓真空配電裝置具有過載、短路、欠壓、過壓、漏電及漏電閉鎖、電網絕緣狀態顯示、高低壓電器聯鎖、溫度報警等功能。
KBZ型礦用隔爆型真空饋電開關具有過載、短路、欠壓、失壓保護，三相對稱性漏電保護、選擇性漏電保護及漏電閉鎖保護等功能。
井下電動機控製設備選用QJZ型礦用隔爆兼本質安全型真空電磁起動器和QBZ型礦用隔爆型真空電磁起動器。
QJZ型礦用隔爆兼本質安全型真空電磁起動器采用單片機控製與保護，具有過載、短路、斷相、失壓、漏電閉鎖保護、過電壓吸收及相應的故障顯示、電源運行聯控等工作狀態顯示。
QBZ型礦用隔爆型真空電磁起動器采用JDB型電動機綜合保護器，具有過載、短路、斷相、失壓、漏電閉鎖保護功能。
（五）井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備（包括電線和電纜）。
檢修或搬遷前，必須切斷電源，並用同電源電壓相適應的電筆檢驗，檢驗無電後，必須檢查瓦斯，在其巷道風流中瓦斯濃度在1%下時，方可進行導體對地放電。所有開關把手在切斷電源時都應閉鎖，並懸掛“有人工作，不準送電”牌。
二、其它火災的防治措施及裝備
（一）防止地麵雷電波侵入井下
（1）由地麵直接入井的軌道、露天架空引入（出）管路，都必須在井口附近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。
（二）膠帶輸送機著火的防治措施及裝備
井下帶式輸送機電機選用防爆電動機。
井下帶式輸送機所用介質液選用非燃性液體。
井下帶式輸送機選用阻燃、抗靜電輸送帶，滿足MT147-95標準要求。
托輥的非金屬材料零部件和包膠滾筒的膠料均選擇阻燃型，應滿足MT147-95標準的要求。
膠帶輸送機設煙霧升溫報警裝置，以免因煙霧和升溫引起著火。
在膠帶輸送機機頭處設有自動灑水滅火裝置。
（三）其它火災的防治措施及裝備
本礦井地麵設有完善的消防設施，以防止地麵明火引發井下火災。地麵消防給水與生活、生產給水共用水源與給水係統。地麵同一時間內火災發生次數按一次計算，火災地點按綜產設備庫考慮，最大 消防流量50L/s，火災延續時間為3h，一次消防用水量為540m3，消防用水儲存在高山清水池中，消防用水補充時間為48h，高山清水池V=1000m3二座。
消防采用常高壓製，平時及消防用水均由高山清水池供給，消防主管道呈環狀布置。室外消火栓采用地下式。消火栓間距不大於120m，消防保護半徑不大於150m，工業場地所有地麵建築均在消防環狀管網及消火栓保護範圍之內，確保工業場地地麵建築物及堆場的消防安全。矸石山位於工業場地之外，遠離進風井筒井口，不會對井下生產造成威脅。
井口房采用不燃性材料建築，副平硐、排水平硐井口均設有防火門，主斜井井口房設防火裝置，均可及時阻止地麵明火入井。
井口設有消防材料庫，建築麵積為100m2。並按規定配備了消防器材，詳見表5-3-2。







三、井下防火構築物
井下主要巷道及聯絡巷均設置了防火鐵門，在變電所、水泵房均設置有防火柵欄兩用門；在輔運大巷和回風大巷間有消防材料庫，並在消防材料庫內按《礦井防滅火規範》（試行）儲存了防滅火器材和工具。詳見表5-3-3。





四、井下消防灑水係統
井下消防灑水水源優先使用回用水，不足部分均由生活、生產用水供水水源與給水係統供給，由該係統高山水池（V＝1000m3×2）定壓及調峰用水。管道由副平硐下至井底輔助運輸大巷及膠帶大巷、膠帶運輸順槽及輔助運輸順槽、回風大巷等供巷道各用水點使用。井下消防灑水管路采用枝狀管網，管材采用礦用供水管。管道敷設用管道支架固定在平硐及各巷道側壁上，管道連接采用法蘭。
井下消防布置原則：在副平硐及主斜井與大巷連接處，膠帶運輸大巷、輔助運輸大巷、以及回風順槽、進風順槽與大巷連接處附近、消防材料庫、水泵房和變電所等附近，均設置固定式消火栓，並在設置消火栓處同時存放L＝25m阻燃水龍帶2條和DN25m、L＝50m膠帶輸水管1條及消火栓專用連接管件2套。另外在膠帶巷每隔50m、軌道巷每隔100m設置帶DN50閘門的三通1套，平時用於衝洗巷道，發生消防時可替代消火栓之用。
井下灑水器布置原則：在井下回采工作麵、掘進頭、輸送機、溜煤眼、裝卸載、轉載處等地點分別設置圓錐形灑水器和鴨嘴形灑水器。綜采機組及連采機實施內外噴霧；在膠帶機機頭處設一組自動水幕；在回風順槽靠近出口及距工作麵30-50m處各設一組手動水幕，膠帶運輸、輔運運輸大巷及回風巷內各設兩道手動水幕。
並在回風順槽距工作麵及靠近出口50m內，以及回風大巷進入回風斜井前巷道，各設一組風流淨化水幕。並在膠帶輸送機機頭處設自動噴水滅火裝置。
回采工作麵綜采機組采用內外噴霧，煤炭裝載時噴霧降塵，轉載處灑水降塵。
為了減少采煤時煤塵產生量，考慮在煤壁兩側采用開采前預注水作業。
井下消防灑水裝置係統，每天淨工作時間：回采工作麵按8-10h，掘進工作麵按8h。井下消防流量按7.5L/s計算，每次火災發生時，同時使用消火栓2個，每個消火栓流量按2.5 L/s計算，其它設備消防用水量為2.5L/s。

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
（一）水文地質資料
1、礦井水文地質類型及變化規律
本礦區8～13號西部煤層部分麵積低於黃河水位，並低於奧灰水位，井田內可采煤層的充水因素主要是煤層以上碎屑岩裂隙含水層，雖然有部分煤層低於奧灰水水位之下，但其突水係數均小於臨界突水係數0.06 MPa/m，一般不會發生突水問題。本礦8至12號煤層的礦床水文地質類型為二類一型，即以裂隙充水為主的水文地質條件簡單的礦床，13號煤為簡單至中等。
2、斷層、裂隙、陷落柱等構造的導水性
礦區內地層產狀平緩，褶皺構造不太發育，地層傾向290°～310°，傾角一般小於5°，為一向北西緩傾的單斜構造，斷裂構造隻在礦區外圍西南部較為發育，由幾條近於平行的張性及略帶扭性的斷層組成地塹與地壘。張性斷層導水性良好，有兩條延伸至黃河，彙集地下水，勾通了各含水層之間及黃河與地下水的水力聯係，但在本區內未揭露斷裂構造，因此本區西南部的水文地質條件可能較為複雜，其它部分由於斷層不發育，裂隙也相應地不及南西部發育，裂隙含水層的富水性相對較弱。
3、主要含水層水位標高和單位湧水量等參數特性及主要隔水層分布
A、各含水層水位標高、富水性、滲透係數、單位湧水量等參數特性
含水岩組：
（1）奧陶係中統上馬家溝組碳酸岩溶裂隙含水岩組
在礦區南東部，和塔村以東沿縣川河一帶見有出露，主要岩性為白雲質灰岩，泥質灰岩、灰岩，其中發育不均勻的岩溶裂隙，地下水較為豐富。本區為天橋泉域的逕流區。 ZKL1105孔深71m見馬家溝灰岩，揭露厚度75.55m，孔徑91mm，水位深88.28m（標高845.78m），降深0.03m，湧水量58.75m3/d，單位湧水量22.67L/s.m；第一水文地質隊在舊縣海潮寺附近施工的S9孔揭露馬家溝組灰岩275.2m，孔深300m，口徑130～110mm，水位埋深55.0m（標高843.46m）降深0.24m，湧水量616.03m3/d，單位湧水量29.71m3/d。水質類型為HCO3-Ca、Mg型，礦化度小於0.5m/L。總硬度14.0德度，水溫13.5℃。
（2）石炭係太原組碎屑岩及碳酸鹽溶裂隙含水層組
為泥岩、粉砂質泥岩、煤層、砂岩、灰岩等。主要含水層為砂岩及灰岩，砂岩有兩層，一層為太原組底部中粗粒砂岩，厚2～18m，另一層為太原組上部9號煤與10號煤層中間的砂岩透鏡體，分布在楊家溝附近，其中ZKL405～ZKL411孔間呈帶狀分布，長1400m，寬200m；ZKL705～ZKL708孔和ZKL806～ZKL808呈橢圓狀，長800m，寬400m，最大厚度13.69m。灰岩有三層，從下至上分別為本溪組頂部L1灰岩，與太原組底部砂岩為一個含水層（組）。節理裂隙較發育，但因各含水層夾在泥岩、粘土岩中，補給條件差，含水性弱，鑽孔單位湧水量q＝0.015L/s.m；ZKM708孔降深25.28m，單位湧水量0.008 L/s.m；ZKM301孔降深39.90m，單位湧水量為0.003 L/s.m。在局部地形和構造有利地段，地下水具承壓性，如ZKL408孔水位高出含水層頂板。泉水流量0.5～3.2 L/s。
本溪組主要岩性為泥岩、鋁土質岩、粘土岩等，其中夾岩溶不發育的生物碎屑灰岩，為隔水岩組。
（3）二疊係碎屑岩裂隙含水岩組
分布普遍，以砂岩、粉砂岩、泥岩及煤層等為主。
含水層為山西組（P1s）底部的含礫中粗粒砂岩和8號煤層上部的砂岩，厚度0.6～27.07m，湧水量52.7m3/d，單位湧水量0.144L/s。據ZKM301鑽孔對該含水層抽水試驗，湧水量極小，該組泉水出露較多，流量0.05～0.45L/s，小伍村溝內9號老窯頂板為P1s砂岩，據調查因窯內水大而停采，現窯口仍有地下水流，流量0.22L/s。水質類型為HCO3-Ca、Mg型，礦化度小於0.5g/L，總硬度25.0德度，水溫9.5℃。
（4）新第三係上統礫岩孔隙、裂隙含水岩組
上部岩性為紅色粘土，為隔水層。下部為半膠結礫岩，礫石粗大，分選性、磨圓度好，膠結疏鬆，孔隙率大，並有開張性、延伸性較好的大裂隙，導水性良好，但補給來源少，富水性不強，泉流量一般為0.05L/s左右。
（5）第四係上更新統馬蘭組黃土孔隙含水層
礦區內分布著大麵積的黃土，在和其下部第三係紅土的接觸麵上常有泉水出露，富水性較差，一般單泉流量為0.01～0.05L/s。
（6）第四係全新統衝積物孔隙含水層
隻在礦區北西部、南部邊緣的溝穀中有小麵積出露，為黃河一級階地區，主要岩性為砂礫石層，富水性較好。
B、井田隔水層分布厚度、岩性組合、阻水和抗水能力及變化規律
（1）第三係上新統上部隔水層
主要由棕紅色粘土、亞粘土組成，區內分布廣泛。
（2）8號煤層頂、底板隔水層
8號煤層頂板為泥岩和砂質泥岩等，厚度3～10m，底板亦為泥岩、粘土岩，厚2～4m，分布穩定性較好。
（3）9號煤層底板隔水層
9號煤底板為泥岩、砂質泥岩，厚度較大，比較穩定，是較好的隔水層。
（4）石炭係中統本溪組隔水層
主要由泥岩、鐵鋁岩、粘土岩等組成，厚度較大且非常穩定，區內穩定的隔水層。
4、主要含水層補給來源和與地表水的聯係
鬆散層中地下水主要靠大氣降水的滲入補給，在黃河漫灘及階段接受大氣降水補給外，黃河水的補給也很重要，鬆散層中地下水的徑流、排泄受地形製約，由於地形切割嚴深，地下水徑流距離短，多就近排泄於溝穀中形成小泉水，部分被蒸發。
石炭、二迭係砂岩裂隙水在其岩石裸露地區，直接接受大氣降水的入滲補給，沿傾向在各自的層間裂隙中運動。石炭、二迭係地層傾向為NW向，傾角小於5°，水力坡降3-6%，當溝穀中切割破壞含水層時，形成泉水排泄於溝穀之中。
另外從ZKM301鑽孔提水試驗中發現，在9號煤層以上位下降很快，當動水位降至低於黃河最高洪水位後，水位下降速度驟減，初步分析，黃河水與石炭二迭係下部含水層中的地下水有一定水力聯係。
奧陶係灰岩岩溶裂隙水主要補給來源是大氣降水，就本勘探區而言，位於區域岩溶裂隙水的徑流一排水區，地下水由北向南徑流，水力坡降較緩僅0.8‰，在天橋一帶的黃河穀是岩溶裂隙水的排泄區。
（二）礦井正常水量及最大湧水量
根據勘探報告中資料，礦井正常湧水量為16.4m3/h，最大湧水量為31.4m3/h。
（三）小窯及老空積水
**井田是由原9個煤礦整合而成，各個煤礦都各自有坑口都有一定的采空區。勘探報告中對老窯進行了調查，發現采空區存在少量積水、積氣現象。因此在開采煤礦時一定要在采空區周圍留設足夠的保安煤柱，以防老窯積水、積氣湧入礦井造成危害。在礦井在建設和開采過程中應預先探明井田內的小窯、老空的積水積氣情況，嚴格執行安全規程 “有疑必探，先探後掘(采)”的原則，遇有異常情況必須立即采取有效措施，防止事故的發生。還應不斷收集水文地質資料，為礦井安全生產提供可靠保障。
二、水患類型及威脅程度
礦井主要水患奧灰水、黃河水、采（老）空積水突入。
1、本礦區西部煤層（13號）部分區域低於黃河水位，並低於奧灰水位，存在突水危險性。奧陶係灰岩與最下部煤層間是一套泥岩、灰岩、砂岩及鋁土質岩地層，厚度約30～50m，其中灰岩裂隙、溶隙不發育，為隔水層。因此，煤層底板的隔水性能較好。
奧陶係灰岩中地下水較為豐富，水頭高約845m，據8、9、10、11、12、13號煤層底板等高線圖及資源儲量估算圖，各煤層底板標高在西部最低為730～800m，各煤層底板標高均低於奧陶係岩溶裂隙靜水位。而奧陶岩溶靜水位高於13號煤層最低底板標高115m。據勘探報告中奧陶係灰岩與下部煤層間是一套泥岩、灰岩、砂岩及鋁土質岩地層，厚度約30～50m，其中灰岩裂隙、溶隙不發育，為隔水層。因此煤層底板的隔水性能較好。根據勘探報告中資料，井田內可采煤層8-13號的充水因素主要是煤層以上碎屑岩裂隙含水層，雖然有部分煤層低於奧灰水水位之下，但其突水係數均小於臨界突水係數0.06 MPa/m，一般不會發生突水問題。設計按《礦區水文地質工程地質勘探規範》中突水係數計算公式對13號煤層突水係數進行驗算：
按公式T=P/（M-Cp） 計算出的突水係數，其中
T——突水係數（MPa/m）；
P——隔水層承受的水壓（MPa），
P=115×9.8÷1000=1.127MPa；
M——隔水層厚度（m），M=30~50m，按最小30m計算；
Cp——采礦對底板擾動破壞厚度（m）]，Cp=15m；
代入式中：
T13= 1.127/（30-15）=0.075
故井田內13號煤最大突水係數為0.075MPa/m，小於正常塊段地突水係數0.15MPa/m，但大於不正常塊段地層突水係數0.06MPa/m，如果在該區域有斷層等地質構造，開采13號煤層可能存在底板突水威脅，應加強探放水工作。
2、黃河沿井田西邊界外通過，根據勘探報告，黃河在井田範圍內最高水位為+850m，設計以13號煤最低水平+740進行了黃河透水危險性估算。井田內無導水構造，按擋水牆穩定性理論進行估算，經過計算隻要保護煤柱寬度≥54m，就不會有透水危險；按擋水牆底部抗滑移力進行估算，經過計算隻要保護煤柱寬度≥120m，就不會有透水危險。黃河與井田邊界平均距離150m左右，加上設計對繞井田西部、南部邊界內的陰塔至火山礦的鐵路專用線和韓河公路留設的保護煤柱，則在井田西邊界和黃河之間就有柱200~300m煤柱，作為黃河的保護煤柱。所以隻要井田內沒有大的導水構造，就不會有透水危險。
根據勘探報告，井田內斷裂構造隻在礦區外圍西南部較為發育，由幾條近於平行的張性及略帶扭性的斷層組成地塹與地壘。張性斷層導水性良好，井田外有兩條延伸至黃河，彙集地下水，勾通了各含水層之間及黃河與地下水的水力聯係，但在本井田內未揭露斷裂構造，因此本區西南部的水文地質條件可能較為複雜，其它部分由於斷層不發育，裂隙也相應地不及南西部發育，裂隙含水層的富水性相對較弱。
3、**井田是由原9個煤礦整合而成，各個煤礦都各自有坑口都有一定的采空區。勘探報告中對老窯進行了調查，發現采空區存在少量積水、積氣現象。設計均按老空區存在積水積氣情況留設了保護煤柱，保護煤柱範圍內不得開采，礦井投產前必須調查清楚老空區積水、積氣情況，並把積水範圍及水頭高度繪製在采掘平麵圖上。因此在開采至采（老）空區附近時，要預先進行探防水，以防導通老窯積水、積氣湧入礦井造成危害，待確認無突水危險時再開采。
三、礦井水文安全條件評價
1、水文地質類型及可靠性評價
井田內可采煤層8-13號的充水因素主要是煤層以上碎屑岩裂隙含水層，雖然有部分煤層低於奧灰水水位之下，但其突水係數均小於臨界突水係數0.06 MPa/m，一般不會發生突水問題。本礦8至12號煤層的礦床水文地質類型為二類一型，即以裂隙充水為主的水文地質條件簡單的礦床，13號煤為簡單至中等。
**井田位於**詳查區範圍內，西部位於火山～貓兒溝井田精查區內，東南部位於1號露天精查區內，北鄰上榆泉井田，地質報告係在**詳查區地質報告的基礎上，結合其它精查區的地質資料和老窯及生產小窯的調查資料而進行編製的。井田範圍內有河曲縣地方小煤礦9座，分別開采8號、9號、13號煤層，小煤窯分布在井田西部、南部、東部的零頭帶及中北部溝穀兩側，這些小煤窯送巷、采掘過程，對井田的勘探程度起到了補充作用。與此同時，相應地進行了水文地質工作，水文地質基礎資料綜合了井田及外圍有關各階段水文地質工作量，比較可靠。
2、水文地質勘探程度及存在問題
水文地質勘探基本探明了井田內含水層層數、岩性、富水性、補給來源、各層間水力聯係等，但對隔水層岩性、隔水能力、含水層水質、各含水層賦存規律、其它斷層導水性、礦井湧水量等論述均不充分，缺乏必要的參數，特別是對老空區積水範圍、積水量未明確。故對礦井水文地質還應做進一步的工作。

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
本礦8至12號煤層的礦床水文地質類型為二類一型，即以裂隙充水為主的水文地質條件簡單的礦床，13號煤為簡單至中等。開拓工程除井筒和部分井底部分硐室外均沿8號煤層布置，所有井筒根據檢查鑽孔資料，均未穿過不良地層，根據勘探報告中資料，8號煤層基本不受含水層的突水威脅。
二、綜合防治措施
（一）綜合防治技術
貫徹執行國家煤監局提出的煤礦水害防治“預測預報，有疑必探，先探後掘，先治後采”的十六字原則和“防、堵、疏、排、截”五項綜合治理措施。
“預測預報”是要在查清礦井水文地質條件的基礎上，對礦井生產區域的地質構造情況、水害類型等進行分析，提出預防處理水害的措施。“有疑必探，先探後掘”是水害防治的關鍵，在“預測預報”工作的基礎分析可能構成水害威脅的區域，采用鑽探、物探、化探等綜合技術手段查明水害隱患，提出水文地質分析報告，確保井下采掘安全。“先治後采”是對排查的水害隱患，必須先治理後開采。
“防、堵、疏、排、截”其基本技術要求是：合理留設各類防水煤柱，注漿封堵具有透水威脅的含水層，探放老空水和承壓水層進行疏水降壓，完善礦井排水係統，加強地表水的截流治理。
（二）水害防治基本技術路線
1、礦井開采以前，應進行礦井水文地質綜合勘探，查清礦井的水文地質條件；預測評價礦井的湧水量，進行礦井防排水係統的設計。在此基礎上根據礦井的未來5年采掘計劃製定礦井的總體防治水規劃，確定不同階段的防治水項目。
2、礦井開采過程中，應建立水害安全保障體係，包括物探探測儀器、鑽探、注漿設備、防治水組織機構，足夠的排水能力、安全避災路線、水閘門、水閘牆等。超前探測掘進巷道前方的含水構造，用物探探測儀器對采區、采麵精細探測，查清工作麵的水文地質條件，編寫救火預案，對有突水危險的工作麵進行突水監測，並根據監測結果及時調整優化防治水方案。
3、要對井田範圍內已關閉井進行安全條件評價，製定礦井關閉過程安全措施，並監測關閉廢井與鄰井水情，製定廢棄礦井水防治措施。將廢棄礦井的采空區準確的繪在地質圖上。
三、防水煤（岩）柱留設
（一）防水煤（岩）柱種類
以本礦井來說，防水煤岩柱主要有黃河防水煤（岩）柱。
（二）防水煤（岩）柱留設與計算結果
1、井田邊界防水煤柱20 m；
2、古（采）空區四周防水煤柱30 m；
3、煤層露頭及風氧化帶防水煤柱30m；
4、斷層煤柱
根據礦井精查地質報告，井田內沒有大斷層，設計對落差較小的斷層不留煤柱，待查明若屬於導水斷層時，需按有關規定重新計算煤柱。
5、公路、鐵路煤柱。
沿井田西邊界，即黃河東岸沿線分布有一條韓河公路和專用鐵路。韓河公路基本繞井田西邊界西側外50-100m通過，自陰塔至火山礦的鐵路專用線繞井田西部、南部邊界內50-100m通過。設計對通過井田內的專用線鐵路留設保護煤柱，鐵路保護煤柱按100m留設。
6、村莊保護煤柱按100m留設。
7、黃河煤柱
黃河位於井田邊界西側100m之外，平均150m左右。設計對繞井田西部、南部邊界內的陰塔至火山礦的鐵路專用線繞留設了保護煤柱，則在井田西邊界和黃河之間就有柱200~300m煤柱，作為黃河的保護煤柱。
四、井下采（老）空區探放水及防治水措施
（一）探放水原則
1、礦井必須作好水害分析預報，堅持有疑必探，先探後掘的探放水原則。探水或接近積水區掘進前，必須編製探放水設計，並采取防止瓦斯和其他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。
2、采掘工作麵必須堅持“有疑必探，先探後掘(采)”的原則。當采掘工作麵有突水征兆時必須進行超前探水。掘工作麵遇到下列情況之一時，必須探水，確認無突水危險後，方可前進：
（1）接近水淹的井巷、老空、老窯或小煤礦時；
（2）接近水文地質複雜的區域，並有出水征兆時：
一般征兆：
① 煤層變潮濕、鬆軟；煤幫出現滴水、淋水現象，且淋水可由小變大；有時煤幫出現鐵鏽色水跡。
② 工作麵氣溫降低，或出現霧氣及硫化氫氣味。
③ 有時可聞到水的“嘶嘶”聲。
④ 礦壓增大，發生片幫冒頂及底鼓。
工作麵底板灰岩含水層突水征兆：
① 工作麵壓力增大，底板鼓起，底鼓量有時可達500mm以上。
② 工作麵底板產生裂隙，並逐漸增大。
③ 沿裂隙或煤幫向外滲水。隨裂隙的增大，水量增加，當底板滲水量增大到一定程度時，煤幫滲水可能停止，此時水色時清時混，底板活動時水變渾濁、底板穩定時水色變清。
④ 底板破裂，沿裂縫有高壓水噴出，並伴有“嘶嘶”聲或刺耳水聲。
⑤ 底板發生“底爆”，伴有巨響，水大量湧出，水色乳白或呈黃色。
（3）接近含水層、導水裂隙帶時；
（4）打開隔離煤柱放水時；
（5）接近可能同河流、蓄水池、水井等相通的裂隙破碎帶時；
（6）接近有出水可能的鑽孔時；
（7）接近其它可能出水地區時。
經確認無突水危險後，方可前進。
（二）探放水措施
根據勘探地質報告，區內老窯較多，現均已關閉，當雨季大雨過後能形成短暫的洪水，洪水通過井口時會造成礦坑充水，但其積水情況不詳，很可能給未來礦井造成突水水源。由於本次勘探地質報告中對一部分老窯控製勘查精度還不夠，故建議礦方作進一步地質勘探工作，準確探明井田範圍內各煤層采空區確切位置、分布範圍、積水量多少，準確地填繪在礦區采掘工程平麵圖上，以便指導礦井做好探放水工作。
1、探水起點的確定
為了確保采掘工作麵和人身安全、防止誤穿積水區，設計對所有采（老）空區，根據勘探報告及礦方收集的采空範圍及積水、積氣情況，將采空區範圍、水淹區範圍、水位標高、積水量等資料填繪在采掘工程圖上，經過分析畫出三條界線：
（1）積水線：積水界線（小窯采空範圍）即為積水線，其深部界線應根據小窯或老空的最深下山劃定，因目前無資料，在開采前礦方必須調查清楚，並添繪到采掘工程圖中。
（2）探水線：根據積水區位置、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。具體如下規定：
①對采掘工作造成的老空、老巷、硐室等積水區，根據目前掌握的範圍及積水、積氣情況資料，探放線至積水區的最小距離：煤層均按不得小於30m留設；岩層中按不得小於20m留設。
②對雖有圖紙資料，但不能確定積水區邊界位置的礦井的積水區，探水線之推斷積水區邊界的最小距離均按不得小於60m留設。
③對於有圖紙資料的早期關閉小窯，探水線至積水區邊界的最小距離均按不得小於60m留設；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，防止透水事故發生。
（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。
當掘進至對采空區留設的警戒線時，必須堅持有疑必探，先探後掘的探放水原則，必須編製探放水設計。並時刻觀察有無突水征兆，其一般征兆如下：
① 煤層變潮濕、鬆軟；煤幫出現滴水、淋水現象，且淋水可由小變大；有時煤幫出現鐵鏽色水跡。
② 工作麵氣溫降低，或出現霧氣及硫化氫氣味。
③ 有時可聞到水的“嘶嘶”聲。
④ 礦壓增大，發生片幫冒頂及底鼓。
發現有突水征兆時，必須立刻停止掘進，並采用打鑽強製放水的方法排放掉采空區內可能積存的老塘水，以免由此造成礦井突水。
另對采空區均按30m留設保護煤柱，保護煤柱不得開采。
2、預計水壓較大的地區，必須留夠保護煤柱，煤柱範圍內不得開采。正式鑽探水鑽進前，必須先安好孔口管和控製閘閥，並在孔口管上加裝壓力計和流量表，根據水頭壓力和流量計算采空區積水量。孔口管的長度，根據水壓和圍岩性質在探放水設計中明確規定。孔口管與孔壁之間，必須灌注水泥漿固定，待水泥漿凝固後進行掃孔，掃孔後必須進行耐壓試驗，達到能承受設計水壓後，方準繼續鑽進。特別危險的地區，必須預先采取開掘安全躲避硐，規定撤人的避災路線等安全措施。
3、鑽進時，發現煤岩鬆軟，片幫、來壓或在鑽眼中水壓、水量突然增大，以及有頂鑽等異狀時，必須停止鑽進，但不得拔出鑽杆，立即向礦調度室報告，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地區的人員，然後采取措施，進行處理。鑽眼內水壓過大時，應采用反壓和防噴裝置的方法鑽進，並有防止孔口管和煤（岩）壁突然鼓出的措施。措施內容包括背緊工作麵（留出鑽眼部分），在攔板外麵加設頂柱或木垛，必要時還應在頂、底板堅固地點砌築防水牆，然後方可打開鑽眼放水。
4、鑽孔放水前，必須先根據壓力計顯示水頭壓力數據，計算采空區積水量。並根據估計積水量和礦井排水能力和水倉容量，控製放水眼的流量，還必須時刻觀測水壓變化情況。鑽孔放水時，必須設專人監測鑽孔出水情況，測定水量，做好記錄，遇有水量突然變化時，必須先進行處理，並立即報告礦調度室。在排水過程中，有被水所封住的沼氣或其它有害氣體突然湧出的可能，必須製訂安全措施，報礦總工程師批準。
5、在安鑽探水前，必須遵守下列規定：
（1）加強鑽孔附近的巷道支架，背好頂幫，並在工作麵迎頭打好堅固
的立柱和攔板；
（2）清理巷道浮煤，挖好排水溝，清理水倉，檢修排水泵；
（3）在打鑽地點或其附近安設專用電話；
（4）確定主要探水孔的位置時，應由測量和負責防探水人員親臨現場，共同確定鑽孔方位、角度、鑽孔數目以及鑽進深度。
6、井巷揭露含水層、地質構造前，必須編製探放水和注漿堵水設計。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沙量綜合觀測和分析，防止滯後突水。
7、在水文地質條件清楚的前提下，用鑽探方法經常探測煤層底板水的導升高度，因當導水高度上界進入或達到礦壓破壞區時，往往易突水。
8、底板隔水層厚度達不到安全開采要求時，原則上必須進行疏水降壓開采，有條件時，也可采取在加強排水能力前提下的分區隔離開采。
9、在開采上部煤層時，每個工作麵封閉前必須在利於排水的較低一側預埋排水管，並加裝控製閥門。並將上層煤的采空區範圍繪製在采掘工程平麵圖上。下層煤開采前，先利用預埋的排水管，將上層煤采空區積水排盡。對局部不能排放的積水地區，采取自下層煤巷道向上打探防水鑽孔的方法排放掉上部層原采空區可能積存的老塘水，以免造成礦井突水。具體措施如下：
（1）煤層間距大於20m，相鄰煤層具備探水和排水條件時，可在煤巷內向上打探放水孔；也可向下方打探放水孔，將水位高於談防水鑽孔空口位置的上層煤采空積水放出量。具體詳見下圖：

（2）排放完水後，必須埋好孔口安全裝置，探放水後要注意鑽孔堵塞情況，防止重新積水。
（3）煤層頂板有強或中等含水層時應下套管止水；
（4）放水時鑽機不撤，用鑽具在孔內控製放水量，以保安全；
（5）孔口管不撤並埋空口標誌，以便隨時進行封孔或其他作業
10、建議對首采區進行高分辯率地震勘探，徹底查明首采區內的地質構造；用鑽探方法經常探測底板水的導升高度，當導水高度上界進入或達到礦壓破壞區時，往往易突水；探測底板水的導水高度，隔水層的含水性，在采、掘工作麵探測煤層距下伏含水層間距、隔水層厚度變化、構造影響等，對隔水層薄弱帶及斷裂構造區，施行超前注漿加固措施，這是利用底板隔水層進行帶壓開采成功與否的關鍵。
（二）探放水設備選擇
根據《礦井通風安全裝備標準》，井下探放水鑽機可利用煤層注水鑽機，型號為MYZ-150，數量為2台。
五、奧灰水防治措施
根據勘探報告中資料，井田內可采煤層8-13號的充水因素主要是煤層以上碎屑岩裂隙含水層，雖然有部分煤層低於奧灰水水位之下，但其突水係數均小於臨界突水係數0.06 MPa/m，一般不會發生突水問題。如果在該區域有斷層等導水地質構造，開采西部煤層可能存在底板突水威脅，應加強探放水工作。具體措施如下：
（一）建立健全防治水害的規章製度
建立一些行之有效的防治水規章製度，如《煤礦防治水工作條例》、《防治奧灰水工作規定》等。
（二）建立健全完善的防治水網絡體係
1、建立與礦井湧水量相適應的排水係統。主水泵房有足夠的排水能力，井底水倉有足夠的容量，排水管路與泵房排水能力相適應。
2、建立健全礦井分區隔離設施。構築防水閘門或水閘牆並進行注水耐壓試驗，實行分采區隔離。
（三）奧灰水防治技術
1、鑽孔探水。
當采掘時遇到導水構造時一般會有下列預兆，此情況下必須立即停止作業，並製定相應的探水，堵水措施：
① 工作麵壓力增大，底板鼓起，底鼓量有時可達500mm以上。
② 工作麵底板產生裂隙，並逐漸增大。
③ 沿裂隙或煤幫向外滲水。隨裂隙的增大，水量增加，當底板滲水量增大到一定程度時，煤幫滲水可能停止，此時水色時清時混，底板活動時水變渾濁、底板穩定時水色變清。
④ 底板破裂，沿裂縫有高壓水噴出，並伴有“嘶嘶”聲或刺耳水聲。
⑤ 底板發生“底爆”，伴有巨響，水大量湧出，水色乳白或呈黃色。
2、發生上屬現象後，建議使用音頻電透視和直流電測物探技術探明導水構造及數量，並根據探測結果對構造留設足夠的保護煤柱，保護煤柱不得開掘。根據導水構造的導水性製定相應的防、堵水措施
3、預注漿加固地層。
根據地質報告，本礦水文地質類型為二類一型，即以裂隙充水為主的水文地質條件簡單的礦床，13號煤為簡單至中等。根據本礦實際，井田內的隱伏構造導水性較強，發現導水構造時，設計采用預注漿加固地層的方法對導水構造進行隔離、封堵。具體措施如下：
（1）製定方案時應反複研究分析，再弄清水文地質條件等情況的基礎上，對堵水工程作出正確的部署，對堵水方法提出明確的要求，在資金來源、設備、人力、物力上進行安排。
（2）根據岩層條件確定注漿孔結構與注漿方式，並根據注漿目的和裂隙發育程度及主要分布方向進行布孔。注漿孔盡量與更多的裂隙或岩溶交切，或沿主要岩溶裂隙發育方向和部位布孔。
（3）注漿站必須充分估計注漿孔的位置變化，設立在最適中的地點，即應靠近注漿孔，輸漿管路要短，彎頭少，變徑少，設備及管路排列要緊湊，便於操作和管理。
（4）注漿係統安裝後，應立即進行耐壓實驗，以便發現問題及時處理
（5）注漿前應用清水衝掉注漿鑽孔中的岩粉、粘土、粘泥等。
（6）注漿孔注漿采用自上而下分段注漿法（下行式），漿液濃度以水泥稠漿為主，水灰比一般為：1~0.5：1，實際可根據想、實際情況確定。
（7）注漿時要時刻觀測記錄泵壓、孔口壓力、泵量及漿液濃度，借以判斷注漿是否正常，跑漿或堵塞管路或接近注漿結束。
（8）注漿結束後壓水，掌握好這一工序，有利於保證注漿質量防止堵管、堵孔，從而充分發揮注漿孔的作用。注漿結束後壓水，必須關閉孔口閥門，待孔內壓力消失後方可打開。
（9）已達到注漿結束標準的注漿孔，必須全部封孔。
（10）注漿結束後應分析注漿結果
六、地表防治水措施
（一）地表水防治：
1、防洪標準及防洪設施
根據該礦井生產能力2.40Mt/a，確定本礦井工業場地防洪設計標準按百年一遇洪峰設計流量考慮，按三百年一遇進行校核，由此來推算洪水位和確定礦井工業場地及主要構築物的設計標高。
2、地形、水係和彙水麵積
**井田地處山西黃土高原西北部、黃河東側，地勢東高西低，屬中—低山區。地形切割嚴重，溝穀縱橫，地表多被黃土覆蓋，但植被並不發育。
本地區屬半幹旱大陸性季節氣候，氣溫變化較大，降雨量較小，曆年最大降水量715.3mm，最小降水量為211.4mm，平均年降水量447.5mm，雨水多集中7～9月份，多年平均蒸發量為1894.7mm，蒸發量遠大於降雨量，年相對濕度48%，蒸發強烈、氣候幹燥。最高氣溫38.0℃，最低氣溫-25℃。3～4月份多風，多為西北風，一般風速3～5級，最大可達7級。曆年最大凍土深度為1.45m，地震基本烈度為六度。
礦區周邊主要河流有黃河和縣川河，黃河位於礦井工業場地的西側由北向南流過，根據06年元月煤炭太原設計研究院所作初步設計中收集的河曲縣水文站資料顯示，礦井工業場地西側附近黃河曆年最高洪水位845.0m，最低水位834.0m，最大洪水流量為5060m3/s，流水坡度7.0‰。
縣川河位於礦井工業場地的南部由東向西流過，據河曲縣水文站資料顯示，該河河長109km，平均河寬14.18m，流域麵積1610km2，水流坡度6.53‰，最高洪水位889.7m（1976年），屬季節性河流，該河在黃河入口處標高為840.0m，洪水由東向西彙入黃河。
3、礦井工業場地標高的確定
經過太原煤炭設計研究院2006年元月上旬初步設計中對現有資料的認真研究分析，已初步擬定了礦井工業場地西側黃河最高設計洪水位845.5m，通過對三百年一遇洪水流量（校核流量）的考慮，並根據有關規程、規範的規定，初步擬定礦井工業場地及主要構築物的設計標高不應低於846.5m，初步設計中對副平硐井口向外延伸提高平硐口標高為846.5m，並在副井井口房入口處設置截水溝。礦方應嚴格按初步設計所定場地控製標高平整場地。待礦井地質報告批準後，按報告中的水文、洪水資料進一步考慮防洪設計及防洪設施。
（二）地表水防治工程
據礦井工業場地的選定，主斜井及風井場地分別位於兩條溝穀內，根據對溝穀流域麵積的研究分析和水文計算，隻需分別沿兩溝穀設置1-2.0m和1-3.0m的鋼筋混凝土蓋板排洪涵並應結合相應的防排水措施及擋護工程，便可確保礦井工業場地的正常使用和安全生產，不受洪水威脅。
在風井場地內隻需設排水明渠把場地內的水排出場外就可確保風井場地不受洪水威脅。
礦區的采空區及正在開采的範圍內，應經常派人巡查，發現裂隙、塌陷之處應及時充填、夯實，防止（或減少）地表水滲入井下。
（三）地麵建（構）築物安全煤柱留設
本設計對礦井工業場地內工業及民用建（構）築物設保安煤柱，建築物保安煤柱寬度是根據地麵各建築物圍護帶寬度，表土層和岩石層厚度，移動角計算而的，各建（構）築物圍護帶度取15m，表土層移動角取45°，岩石移動角取72°。根據地質資料，工業場地附近表土厚度30m，煤層埋深100m.
則保護煤柱寬度=15+（30×sin45°+70×sin45°）=87.8m。
工業場地各(構)建築物保護煤柱按90m留設，村莊保護煤柱按100m留設。
（四）礦區內煤層露頭的具體防治水措施
本井田煤的風化作用比較普遍，凡露頭煤均不同程度的遭到風化。但由於本區的氣候條件和煤層產狀平緩的關係，風化作用雖然普遍，但煤層風化深度十分有限，據生產礦井資料，煤層表麵物理性質發生變化的風化帶，沿水平方向一般不足20m，在垂直方向從基岩以下一般不超過20~35m。井田範圍內看見老窯及古空區沿露頭線分布，這些小窯積水，可對8號煤層及下組煤的開采構成一定的威脅。針對礦區內煤層露頭及火燒岩體透水可能影響井下開拓開采安全生產的具體防治水措施：
1、必須探明礦區內煤層露頭區分布範圍，按30m留足保安煤柱，嚴禁開采防水保安煤柱。
2、受山洪和滑坡威脅的煤層露頭區，可采取修築堤壩、擋坡牆、泄洪渠及加寬煤層保安煤柱等綜合措施防止地表水滲入火燒岩體造成礦井透水事故發生。
3、受山洪威脅的低窪地點的煤層露頭區不能修築排水設施時，應填平壓實，防止積水滲入。
4、每次降大到暴雨和降雨後，必須派專人檢查礦區及其附近地麵有無裂縫，岩溶塌陷等現象，發現漏水情況，可采取黃土覆蓋填平壓實等措施，填塞工作必須有安全措施，防止人員陷入塌陷坑內。

第三節 井下防治水安全措施

一、排水設施設計依據、水泵型號及管路
根據地質報告中采用“大井”疏幹法，對開采13號煤時礦井正常湧水量預測：正常湧水量為16.4m3/h，最大湧水量為：31.4m3/h，因本礦局部屬帶壓開采，井田內有多處老空區積水，且屬於淺埋深煤層。考慮到帶壓開采和地表水的影響，本設計按照正常湧水量為100m3/h，最大湧水量為：150m3/h。在副平硐底部設置井下主水泵房及井下主、副水倉，主水泵房有兩個出口通向副平硐後段，沿副平硐井筒排出井下至工業場地井下水處理站調節池。開采9號煤層時，在各煤層設置采區水泵房和采區水倉，集中排至8號煤水倉，由主水泵房排至地麵。
主排水設備選用MD155－30×3礦用耐磨離心水泵三台，配YB係列，660V，2950rpm，75kW電動機驅動。沿副平硐敷設ф159×6排水管兩趟。滿足礦井正常湧水及最大湧水時排水需要。
水泵運行工況點參數（詳見圖6-3-1）：
初期：QM1＝183.6m3/h，HM1＝85.84m，ηM1＝76％，電動機計算功率NM1＝59.30kW。
後期（管路積垢後）：QM2＝149.3m3/h，HM2＝92.09m，ηM2＝74％，電動機計算功率NM2＝53.13kW。
礦井正常湧水時，三台水泵，一台工作，一台備用，一台檢修；兩趟排水管路，一趟工作，一趟備用。排水時間：初期13.072h，後期16.08h。
礦井最大湧水時，三台水泵，兩台工作，一台備用；兩趟排水管路同時工作。排水時間：初期9.804h，後期12.06h。
主排水泵660V電源引自井下總變電所，並選用QBZ-120/1140(660V)礦用隔爆真空電磁起動器實現水泵的起停。
二、井底水倉布置及容量
根據井田開拓部署和《規程》第280條規定，井底設有主、副水倉。
井底水倉的淨斷麵為6.2m2，有效長度150m，有效容積800m3。滿足井下正常湧水情況下的要求。

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
礦井初期開采的8號煤層頂板一般為泥岩、粉砂岩或粉質砂岩，地板一般為粘土岩或泥岩，為粘土礦層。
參照普氏岩石分類方法，8號煤層頂板屬為中等穩定岩層。
二、一般頂板冒落災害的防治措施及裝備
（一）回采工作麵頂板管理方式的選擇
8號煤層頂板為中等穩定頂板，且地麵無特殊設施，故設計選用目前國內最普遍的頂板管理方法——全部冒落法。根據鄰近礦井生產資料采用該方法管理不需強製放頂，周期來壓均在一般範圍之內。
（二）回采工作麵支架選擇
按《緩傾斜煤層工作麵頂板分類》規定，本礦井8號煤層大部分地段頂板為Ⅲ級Ⅱ類，故選用支撐掩護式液壓支架。
設計采用“估算法”計算液壓支架工作阻力。
估算法首先考慮支撐冒落帶岩層的重量。
P＝9.8Sr∑hcosα
式中：
P――支架承受的荷載，kN；
S――支架支護的頂板麵積，m2，按5.8m2；
r――頂板岩石視密度，t/m3，按2.2t/m3；
∑h――冒落帶岩石的高度（直接頂厚度），m；
M
∑h＝———
K－1
M――采高，m，為4.0m；
K――岩石碎脹係數，取1.25～1.5；
α――煤層傾角，（°）， 3~10°，按3°計算；
上式可寫成：
P＝（2～4）×9.8SrMcosα
一般用上限，即
P＝4×9.8SrMcosα
計算中再考慮支架受力不均衡量的安全係數1.5～2，則
P＝（6～8）×9.8SrMcosα
根據現場觀察和對觀測資料的分析：以中等穩定、中等堅固的岩石為界，低者取6～8倍，高者取9～11倍。本礦按10倍計算。
則：P＝10×9.8×5.8×2.2×4.0×cos3＝4495.1（kN）
礦井8號煤埋深平均150m左右，屬於淺埋深煤層，考慮煤層埋深較淺，受淺層地壓影響較大。設計考慮受淺層地壓影響安全係數
P＝K×4495.1（kN），K取1.5
則P＝1.5×4495.1＝7492.7（kN）
根據上述計算的液壓支架工作阻力，設計選用型號為ZY8000/20.5/40支撐掩護式液壓支架，其支護頂板麵積為5.8m2，工作阻力8000kN，支撐高度2050～4000mm。
工作麵端頭支護配備6架與工作麵支架相配套的ZYT8000/20.5/40型端頭支架，另配備2架ZYG8000/20.5/40型過渡支架。工作麵超前20m采用DW係列單體液壓支柱配DFB5000型Π型鋼梁支護，待礦井實施時隨工作麵端頭支護水平的提高進一步完善端頭支護設計。
（三）采煤工作麵頂板事故的防治措施
1、采煤工作麵必須經常保持兩個以上暢通安全出口，工作麵安全出口與巷道銜接處20m範圍內，須加強支護，支護裝備為單體液壓支柱和∏型梁。安全出口設專人維護。
2、采煤工作麵必須按照作業規程的規定及時支護，嚴禁空頂作業。支架必須架設牢固，初撐力符合《煤礦安全規程》規定，支架的選型滿足支護強度及開采高度要求。
3、工作麵頂底板條件較差、過煤柱或冒頂區以及托偽頂開采時，必須根據具體情況，製定安全措施，報礦主管領導批準。
4、嚴格執行敲幫問頂製度，片幫、冒頂要及時處理。
5、采煤工作麵初采、初放及收尾時，須製定相關的安全措施。
6、強對工作麵頂板顯現規律的觀測，設計配備了礦壓觀測儀器儀表，為加強頂板管理，預防頂板事故的發生提供依據。
7、運送、安裝和拆除液壓支架時，必須有安全措施，明確規定運送方式、安裝質量、拆裝工藝和控製頂板的措施。
8、綜采工作麵的煤壁、刮板輸送機、液壓支架必須保持直線。支架間的煤矸必須清理幹淨。
9、必須製定防止煤矸竄出刮板輸送機傷人的措施。
10、液壓支架必須接頂，頂板破碎時必須超前支護。在處理液壓支架上方冒頂時，必須製定安全措施。
11、采煤機采煤時，必須及時移架。采煤與移架之間的懸頂距離，應根據頂板的具體情況在作業規程中明確規定；超過規定距離或發生冒頂、片幫時，必須停止采煤。
12、嚴格控製采高，嚴禁采高大於支架的最大支護高度。當煤層變薄時，采高不得小於支架的最小支護高度。
13、處理倒架、歪架、壓架以及更換支架和拆修頂梁、支柱、座箱等大型部件時，必須有安全措施。
14、工作麵爆破時，必須有保護液壓支架和其他設備的安全措施。
15、乳化液的配製、水質、配比等，必須符合有關要求。泵箱應設自動給液裝置，防止吸空。
（四）巷道冒頂事故防治措施
1、掘進工作麵冒頂事故防治
(1) 根據掘進工作麵岩石性質，嚴格控製空頂距。
(2) 嚴格執行敲幫問頂製度，危石必須挑下，無法挑下的應采取臨時支撐措施，嚴禁空頂作業。
(3) 采用“前探掩護式支架”，使工人在頂板有防護的條件下出渣，支棚腿，以防止冒頂傷人。
(4) 掘進巷道在過老空、過冒頂區前必須製定安全措施，進行處理。
(5) 礦井必須製定井巷維修製度，加強對井巷的維護，保證行人安全和通風、運輸暢通。
2、巷道交叉處冒頂事故防治
(1) 開岔口應避開原來巷道冒頂的範圍。
(2) 必須在開口抬棚支設穩定後再拆除原巷道棚腿，不得過早拆除，切忌先拆棚腿後支護抬棚。
(3) 注意選用抬棚材料的質量與規格，保證抬棚有足夠的強度。
(4) 當開口處圍岩尖角被擠壓壞時，應及時加強抬棚穩定性的措施。
（五）井下巷道支護方式
經多年國內外研究和實踐證明，錨網噴、錨噴和錨網支護不僅在開拓巷道中廣泛成功應用，而且在采準巷道中也同樣適用。美國和澳大利亞等國家的巷道幾乎全是錨杆支護，我國的大同、西山、晉城等國有重點煤礦也在部分采準巷道中采用錨杆支護，並且在大垮度、大斷麵的煤巷中成功地采用錨網噴支護方式，實踐證明在技術上是可行的。
本次設計除井筒及部分硐室外，其它井下巷道均為煤巷，采用連續采煤機掘進。在圍岩正常情況下，各煤層膠帶運輸大巷、輔助運輸大巷采用錨網噴支護，各煤層回風大巷采用錨噴支護，各煤層回采工作麵順槽采用錨網支護。
井下各巷道在圍岩破碎、大跨度斷麵處，用錨索補強，或根據具體情況采用其他加強支護的方式。
1、錨網噴支護論證
礦井初期開采的8號煤層頂板一般為泥岩、粉砂岩或粉質砂岩，地板一般為粘土岩或泥岩，為粘土礦層。
參照普氏岩石分類方法，8號煤層頂板屬為中等穩定岩層。
按加固拱理論計算錨杆參數 (按最大跨度巷道計算) ：
錨杆長度 L＝N（1.2+B/10） 間距 M＝0.5L 直徑d=L/110
式中： N－圍岩穩定係數
B－巷道或硐室跨度，取5.40m
按Ⅲ類圍岩計算，N＝1.0
L＝1×（1.2+ 5.40 /10）＝1.74m
M＝0.5×1.74＝0.87m
d=1740/110＝15.82mm
按Ⅳ類圍岩計算，N＝1.1
L＝1.1×（1.1+5.40/10）＝1.804 m
M＝0.5×1.804＝0.902mm
d=1804/110＝16.4mm
本著經濟合理的原則，設計原則上選用1800～2200mm長，d=18mm的金屬錨杆，樹脂錨固劑，單根錨杆錨固力要求大於60～70kN。加上金屬網和混凝土噴層的作用，完全滿足巷道支護要求。施工個別破碎段可做適當調整。
上述支護參數同樣滿足按懸吊原理計算結果。
補強錨索規格為d=15.24mm鋼鉸線，錨索長度原則上按錨入堅硬岩層中1000mm計算，錨索間距按下式計算：
L=nF2/[BHγ-(2F1sinθ)/L1]
式中：L——錨索排距，m；
B——巷道最大冒落寬度，5.4m；
H——巷道最大冒落高度，2.0m；
γ——岩體容重，25kN/m3；
L1——錨杆排距，按0.85m；
F1——錨杆錨固力，60 kN；
F2——錨索極限承載力，取230 kN；
θ——角錨杆與巷道頂板夾角，75°；
n——錨索排數，取1。
L=1×230/[5.40×2.0×25-（2×60×sin75°）/0.85]=1.72m
由以上計算可知在最不利的情況下，兩排錨杆打一排錨索，在巷道跨度減小時錨索排距按上述方法再具體計算。
（六）、工作麵過舊巷道、空巷的安全技術措施
1、提前對舊空巷張網打高柱支護：
（1）當工作麵推進到距離舊空巷（舊貫眼）還有20米的地方時，就必須提前對該空巷道進行支護，否則工作麵不準向前推進。
（2）對舊空巷支護時，要根據原來舊巷道的掘進高度，選用適應的液壓柱配合鉸接頂梁進行支護，支護時與工作麵平行的巷道按柱距0.6米，排距1.0米支護，同時頂部要鋪上鐵絲網；與工作麵兩順槽平行的舊巷道，選用與舊巷高度相適應的單體液壓柱按照工作麵順槽支護的規定進行，考慮到舊巷道掘進時較寬，打柱時要打成三列方能滿足礦山壓力的需要。
2、與舊巷道打透前後的處理方法：
（1）與平行的舊巷道即將打透前，首先要保證工作麵與舊巷道保持斜交約30度，要認真觀察工作麵頂板變化和來壓情況，嚴格掌握工作麵初次來壓和周期來壓步距，根據工作麵壓力情況確定采用木垛、叢柱等特殊支護。
（2）與舊巷道打透開炮時，要保持短距離逐段進行，一次打透距離不能超過5米，打透後要及時把工作麵的塑料前移網，隨即掛梁打點柱及時支護，隻有在完全按規定支護好後方可開炮打透下一個分段。
（3）與舊巷道完全打透後，工作麵控頂距離已超過最大控頂距要求，此時工作麵不能直接向前推進，應盡快縮小控頂距離，並設專人對頂板變化情況進行嚴密觀察，必要時加打木垛、叢柱等特殊支護，隻有當工作麵控頂距離縮小到3米時，方可繼續向前推進工作麵。
（4）工作麵繼續向前推進時，要根據原舊巷道的高度，逐步降低采高，在工作麵向前推進的過程中，逐調整采高，最後方可進行正常推進工作麵。
（七）礦山壓力觀測設備
根據《煤礦安全規程》的要求，參照《礦井通風安全裝備標準》，設計配備了礦井壓力觀測設備，詳見表9-1-1。

第二節 提升運輸事故防治措施及裝備

一、提升運輸事故的防治措施及裝備
（一）本礦選用的主要提升設備
1、主斜井提升設備
本礦主斜井運輸設備和大巷運輸設備采用一台PVG1800S阻燃抗靜電整芯帶帶式輸送機，其技術參數如下：
帶寬： B=1400mm；
輸送量： Q=2500t/h；
輸送長度： 1560m；
提升高度： ＋15m
傾角： α≤8°
帶速： V=4.0m/s；
電動機功率：N=2×400kW
驅動係統采用低壓變頻軟啟動方式
製動器： SH15-3-US2-4；
2、副平硐運輸係統
副平硐采用防爆無軌膠輪車，擔負全礦井的機電設備、材料、矸石及人員升降任務。
（二）礦井可能產生的提升運輸事故
1、主斜井帶式輸送機
運輸中可能發生的事故有：膠帶及托輥、非金屬材料及包膠滾筒著火、膠帶堆煤、打滑、膠帶撕裂、斷帶、膠帶機滾筒與膠帶摩擦升溫產生煙霧而引起火災等。
2、副平硐提升係統
副平硐采用防爆無軌膠輪車，運輸過程中可能出現的事故有：操作人員因誤操作及其它原因在運行中碰撞、傷人等。
（三）防治提升事故的主要措施
1、主斜井帶式輸送機（含大巷運輸機）
為保證主井提升膠帶輸送機的安全可靠運行，采用如下措施：
（1）膠帶、托輥的非金屬材料、零件和包膠滾筒選擇符合MTI13-83標準，本設計選用了阻燃、抗靜電的鋼絲繩（芳綸）芯膠帶。
（2）膠帶輸送機選用變頻調速係統實現膠帶輸送機的軟起動及軟停車。
（3）膠帶輸送機設置DSN130逆止器防逆轉裝置，以保證輸送機安全停車，防止倒轉。
（4）設置SH15-3-US2-4型製動器，保證啟動與停車的時間。
（5）ZLY-01-160自動張緊裝置，保證膠帶有足夠的張緊力、起動力矩，防止滾筒打滑而使膠帶機滾筒與膠帶摩擦升溫產生煙霧引起火災。實現拉緊力任意調節，保證張緊力恒定，避免拉緊力下降、“飄帶”和斷帶事故的發生。
（6）主斜井膠帶輸送機及井下大巷、回采工作麵順槽、綜采工作麵共采用一套KTC101型帶式輸送機監控係統，並設有以下保護裝置：雙向拉緊開關，跑偏保護開關，溜槽堵塞檢測器，打滑檢測器，溫度煙霧保護檢測器，防縱向撕裂、斷帶保護裝置。
（7）在膠帶沿線上設緊急停車聯鎖裝置。
（8）在驅動裝置、機尾、改向滾筒處等旋轉部件處設防護欄保護裝置。
（9）驅動裝置的電動機、製動器選擇防爆型，電動機防護等級為IP54；
（10）驅動滾筒設防滑保護堆煤保護；
（11）巷道內設計有充分的照明及自動灑水裝置；
（12）大巷帶式輸送機行人處設置跨越帶式輸送機的過橋；
為保證主斜井井口房供電電源安全可靠，兩回10kv電源引自礦井工業場地35/10kv變電所10kv不同母線段；兩回380V電源也引自礦井工業場地35/10kv變電所380V不同母線段；一回電源停止供電時，另一回電源保證帶式輸送機正宗運行。井口房設高、低壓配電室及控製室，選用KYN28高壓開關櫃及JDK低壓配電裝置為帶式輸送機驅動電動機、附屬低壓用電設備及照明等負荷供電。高、低壓配電裝置均裝設短路、過負荷、欠壓等保護。
2、防爆無軌膠輪車運輸事故的防治措施
**煤礦輔助運輸全部選用防爆無軌膠輪車，擔負礦井設備、材料及人員的升降任務。
主要輔助運輸設備選型見表7-2-1。

防爆無軌膠輪車運輸事故的防治措施如下：
（1）防爆無軌膠輪車設計為單車行駛道，每隔500m設錯車硐室來解決錯車問題。
（2）巷道照明要求良好，燈具的安裝應符合標準。在巷道轉彎、交岔點及風門等處，設置專門標誌。
（3）路麵采用混凝土鋪底，鋪厚200mm。巷道掘進時，應嚴格沿底板，不留浮煤，設排水溝和集水坑，對泥化較嚴重的地段應進行特殊處理。
（4）在副井及其它車流密度大的地段，應鋪設較高質量的路麵，一般車輛采用加厚的真空輪胎，支架搬運車采用充填輪胎。
（5）巷道傾角一般不大於6°；傾角大於8.5°時，連續縱坡長度不能大於500m，傾角為5.7°～8.5°時，連續縱坡長度不能大於700m。
（6）每天檢查車輛防爆性能，防止失去防爆性能。
3、掘進機事故的防治措施
（1）掘進機司機必須經過專門技術培訓，考試合格後方可持證上崗。
（2）司機必須堅持使用掘進機上所有的安全閉鎖和保護裝置，不得擅自改動或甩掉不用，不能隨意調整液壓係統及噴霧係統各部的壓力
（3）割煤時必須配備正、副司機，正司機負責開機，副司機負責監護。司機必須精力集中，不得擅自離開工作崗位。
（4）開機前，對機器必須進行各部位詳細檢查，經檢查確認機器正常並在作業人員撤至安全地點後，方可合上電源總開關，按操作程序進行試運轉，禁止帶負荷啟動。
（5）檢修掘進機時，必須將掘進機退出煤頭3m以外的安全地點。
（6）司機開機前。必須提前1分鍾發出警報，確認鏟板前方無人時，方可啟動掘進機。
二、工作麵溜煤眼事故的防治措施
在主斜井井底和8號煤膠帶運輸順槽頂端布置一個溜煤眼，溜煤眼形式為圓形直立式普通溜煤眼，淨徑3.0m，淨高度10m，采用錨噴支護。溜煤眼上部設有菱形花紋鋼板蓋板，蓋板上設有溜煤眼檢查孔活動蓋板，溜煤眼周圍設有防護欄杆。溜煤眼上口蓋板下500mm處設有網孔尺寸為300×300mm的鐵箅子。
三、其它安全防護措施
對機修車間和膠輪修理車間各轉動設備設防護罩或防護欄；對衝壓設備送取料操作使用專用的送取料工具，身體各部位不得進入設備中；采用排氣漏鬥、機械通風、焊接屏排除有害氣體。
對產生電磁波、弧光、X射線、放射線等危害源的設備均設防護屏罩，操作人員須使用保護性工具。
上崗人員必須按崗位規程操作，不允許違章作業，上崗人員必須使用規定的勞動保護用品。

第三節 電氣事故防治措施及裝備

一、井下電氣設備選擇
井下電氣設備全部采用隔爆型，井下電纜全部采用煤礦專用電纜。
照明燈具選用礦用隔爆型。
井下選用了 ZBM電鑽綜合保護裝置以及ZBX照明信號變壓器綜合保護裝置。
二、供電線路及變電所事故防治措施
（一）供電線路事故及防治措施
1、架空線路可能產生的事故主要有以下幾種：斷電事故、倒杆事故、架空線路共振等。
2、防治措施
本礦采用雙回路供電，當一回路因故停電時，另一回路電源能夠滿足全部負荷用電。
線路設計時采用山西Ⅱ氣象區，合理選用安全係數，架空導線的安全係數大於2.5 。架空線路的路徑應避開采空區，根據設計計算設置防振錘。
（二）地麵變電所事故及防治措施
1、可能產生的事故分析
變電所可能產生的事故主要有以下幾種：地質條件及洪澇災害、大氣過電壓、變電所火災、變電所設備事故及小動物引起的短路等。
2、地麵變電所事故及防治措施
地麵35/10變電所位於工業場地負荷中心， 汙染源的上風側，最高洪水位以上，其下留有保護煤柱，地質條件良好。變電所電源線路終端杆上安裝了管型避雷器，母線段安裝了避雷器櫃防止雷電波侵入過電壓；變電所院內設有避雷針，屋頂安裝避雷帶，並用接地裝置與大地可靠連接，防止變電所受雷電侵害。
變電所采用防火材料修建。所內設備工作接地和保護接地裝置設置齊全。並保持室內良好的通風。
變電所電纜的管道溝均采用混凝土修築，其上用混凝土蓋板密封，進出電纜的預留孔洞在電纜安裝完畢後，空隙用防火防水材料封堵；變壓器室、高低壓配電室、電容器室等的窗戶外均安裝小格鐵絲網，防止小動物進入破壞設備或引起短路。
三、防止電氣設備引起的瓦斯、煤塵爆炸和觸電等事故的措施
（一）防止礦井突然停電的措施
本礦采用雙回路供電，當一回路因故停電時，另一回路電源馬上自動送電。變電所等重要設施均設置了事故照明以配合工作人員疏散。
（二）防止電火花事故的措施
所有用電設備的金屬外殼，鎧裝電纜的金屬外皮均做可靠接地。用電設備的電動機設短路，過電流、欠電壓、斷相和漏電保護裝置。
選用符合新版國家標準（GB7957-2003）製造並取得煤礦礦用產品安全標誌的礦燈—KS8S型。井下變壓器中性點不接地。單相接地電容電流20.25A，超過規程規定的20A。初步設計中已在10kV係統中安裝兩套LBD—10/25B型消弧線圈自動補償裝置。
井下供電電纜的連接采用隔爆接線盒可靠連接，隔爆接線盒或電纜鎧裝層均可靠接地，饋出線上配有可靠的短路保護和漏電保護裝置；井下的照明和信號裝置采用具有短路、過載、漏電保護的照明信號綜合保護裝置配電。井下的通信、信號和控製裝置采用本質安全型設備。井下嚴禁帶帶電作業。
（三）防止觸電事故措施
井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備，所有開關把手在切斷電源時都應閉鎖，並懸掛“有人工作，不準送電”牌。
非專職或值班電氣人員，不得擅自操作電氣設備。操作高壓電氣設備主回路時，操作人員必須戴絕緣手套，並必須穿電工絕緣靴或站在絕緣台上。
一切容易碰到的、裸露的電氣設備及其帶電的機器外露的轉動和傳動部分，加裝保護罩或遮欄。
（四）防止井下電氣著火事故
井下供電電纜均選用煤礦用阻燃電纜。電機控製設備均選用礦用隔爆型設備。井下配備有消防灑水設備。井下中央變電所裝設向外開啟的防火門，機電硐室內設置了足夠數量的撲滅火器材。

第八章 礦井安全生產監控

第一節 概 述

一、設置礦井安全生產監控係統的必要性
**煤礦生產能力2400kt/a，開采9號、10號、11號、12號煤層屬低瓦斯礦井，煤塵具有爆炸危險性，屬易自燃煤層。按照《煤礦安全規程》的規定，為確保煤礦安全、高效生產和人身安全，對煤礦井下生產環境安全參數，應設置安全監測監控設備，及時準確的了解掌握井下各測控點安全狀況，達到對各類災害的早期預測，並采取安全措施防止事故的發生。
二、礦井安全生產監控係統選擇原則
1、設備選型以礦井安全生產環境參數的監測監控為主，並對地麵、井下主要生產設備運行狀態進行監測。
2、設備選擇具有可靠性、先進性、擴展性、抗幹擾性的設備，適應礦井的延伸、擴建和發展的可變性。
3、結合**煤礦的實際情況，操作簡便、經濟適用。
礦井現裝備KJ126型煤礦安全生產監控係統，設計進行補充和完善設備配置。
三、設計依據
1、國家煤礦安全監察局發布的《煤礦安全規程》2006版；
2、國家煤礦安全監察局關於《煤礦初步設計安全專篇編製內容》的通知；
3、**礦井初步設計2006年1月。
四、設計內容
1、煤礦安全生產監控係統設備選型；
2、煤礦安全生產監控係統圖，C1736-274G-1；
3、煤礦安全生產監控係統井下測控點布置圖，C1736-274G-2；
4、礦井通信係統圖，C1736-262G-1。

第二節 測控點的確定

一、回采工作麵及順槽測控點的確定及配置
在回采工作麵回風順槽內距采煤工作麵不大於10m處設置瓦斯、一氧化碳、溫度傳感器各1個。在回風順槽內距回風大巷約10m處設置風速傳感器1個。
當回采工作麵瓦斯濃度≥1.0％時報警，≥1.5％時斷電，＜1.0％時複電。
斷電範圍，回采工作麵及其回風順槽內全部非本質安全型電氣設備。
二、掘進工作麵測控點的確定及配置
在掘進工作麵不大於5m處各設置瓦斯、一氧化碳、溫度傳感器各1個，在距回風大巷10至15m處設置風速傳感器1個，在掘進工作麵進風處設置局扇開停傳感器和風筒開關傳感器。
當掘進工作麵瓦斯濃度≥1.0％時報警，≥1.5％時斷電，＜1.0％時複電。
斷電範圍，掘進工作麵全部非本質安全型電氣設備。
三、其它測控點的確定及配置
1、在回風斜井井底總回風大巷設立測風站，設置瓦斯、風速傳感器各1個。測風站內設有測風記錄板，記錄測風站的斷麵積、平均風速、風量、空氣溫度、大氣壓力、瓦斯濃度及測定日期、測定人等內容。
2、在通風機風硐內設置風速、負壓傳感器各1個。在通風機房內設置設備開停傳感器共2個。
3、對回風巷中主要風門處設置風門傳感器共5個。
4、井下臨時排水泵房設置水泵開停傳感器各2個，水倉水位傳感器各1個。
5、井下主變電所設置饋電開關電量傳感器，饋電傳感器。
6、地麵變電所設置饋電開關電量傳感器，饋電傳感器。
7、在主斜井井口房設置設備開停傳感器。
8、在井下配電點被控設備開關的負荷側設置饋電狀態傳感器各1個。
9、井下膠帶機設置一氧化碳、溫度、煙霧傳感器各一個。
10、在主斜井井口房設置ICS-17A型礦井煤炭產量監控裝置一套，接入礦井安全生產監控係統中。
11、井下裝備KJ69型井下人員移動目標監測跟蹤係統一套，接入礦井安全生產監控係統中。
12、井下膠帶機係統綜合保護裝置接入礦井安全生產監控係統。

第三節 各類傳感器裝備量

礦井投產時井下布置回采工作麵1個，掘進工作麵4個。井下測控點布置見圖C1736-274-2，各分站及各類傳感器裝備地點及數量見表8-3-1。

第四節 安全生產監控地麵中心站及傳輸設備的選擇

一、地麵中心站
**煤礦裝備安全生產監控係統KJ126型，由地麵中心站、傳輸電纜、分站和傳感器組成。地麵中心站布置在礦辦公樓內。中心站內設備配置：監控主機2台，一台工作一台備用，當工作主機發生故障時備用主機自動投入運行；顯示器2台；打印機2台；圖形工作站2台；服務器1台；傳輸接口1台，不間斷電源1台；防雷擊保護裝置1台；係統軟件1套。
二、傳輸設備
傳輸幹線選擇礦用阻燃屏蔽通信電纜，數字傳輸通過分站接到各傳感器上，井下係統幹線由地麵中心站經副平硐井筒敷設至井下各分站，地麵及井下巷道中幹線電纜選型為MHYBV-4×1/0.8型，支線電纜選用MHYV-4×7/0.28型礦用阻燃通信電纜。
三、分站KJF59型，地麵分站布置在地麵變電所1台；井下分站布置回采工作麵膠帶進風順槽距大巷10m處1台、主變電所1台、掘進工作麵進風巷道內各1台、大巷膠帶機機頭硐室1台、聲光報警器5台、礦用斷電器5台。

第五節 礦用安全生產監控係統運行可靠性分析

1、礦井裝備KJ126型安全生產監控係統，適用於各類煤礦監測監控各類環境安全參數及生產參數，配有係統軟件，技術先進，操作簡便，運行穩定可靠。
KJ126監控係統容量128個分站，每個分站可帶16點；傳輸速率2400bps；係統巡視周期≤30s；傳輸方式，異步時分製；中心站至分站最大傳輸距離15km，分站至傳感器信號傳輸距離2km。
係統功能：KJ126監控係統具有雙機熱備功能；集成化多用戶聯網兼容功能；具有風電瓦斯閉鎖功能；對環境安全參數、生產設備運行狀況參數、電量參數監測功能和控製功能；報警功能；電源檢測功能；係統防雷保護功能；係統不間斷電源功能；地麵中心站裝備的不間斷電源裝置，當電網停電後在線的不間斷電源裝置能保證監控係統正常工作時間不小於2h，各分站配置不間斷電源箱確保持續工作2h，傳感器具有後備電池，當傳感器斷線或停電時，可持續工作24h。
2、該公司在監控係統安裝調試和運行中應提供詳盡的現場服務和技術支持，並培訓現場人員。

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

根據《規程》參照《礦井通風安全裝備標準》礦井配備了通風、瓦斯、粉塵等檢測儀器、儀表、設備和礦山壓力及地質測量類儀表、設備。詳見表9-1-1。

第二節 礦山救護隊

一、礦區救護隊設置情況和通信情況
**煤礦井田位於山西省河曲縣境內。井田工業場地河曲縣城南30km處之黃河東岸，區內交通方便，由寧武縣陽方口經五寨縣三岔、韓家樓至河曲縣城的柏油公路繞井田西部、南部通過，本礦礦山救護主要依托河曲縣礦山救護大隊。
礦井通信選用一套行政、調度交換機，用於礦井內部行政及調度用戶通信。礦調度機與河曲縣電信局以中繼相連實現對外通信。
利用當地電信移動分公司通信網，實現地麵生產管理、消防、救護、運銷、基建等專用調度人員的移動通信，也可作為應急通信。
二、礦井救護隊設置及裝備
**煤礦位於河曲縣城南30km處黃河東岸，依據礦山救護協議，本礦的礦山救護工作主要依托忻州市河保偏礦山救護隊，忻州市河保偏礦山救護隊位於忻州市河曲縣，距**煤礦30km，公路路麵二級公路，礦山救護接到緊急通知後，可在30min以內到達該礦，實施救護工作，完全符合《煤礦安全規程》的規定。
為了煤礦的安全生產，及時處理一般性突發事件，防患於未然，根據《煤礦安全規程》和《煤礦救護規程》，**煤礦可根據需要建立輔助礦山救護隊。編製為3個小隊，每隊由9人組成，小隊正、副隊長各1人。輔助救護隊設專職隊長及專職儀器裝備維修工、負責日常工作。隊員由符合礦山救護隊員條件的工人、工程技術人員和幹部兼職組成。輔助救護隊直屬礦長領導，業務上受礦總工程師和礦山救護隊領導。
輔助礦山救護隊應有下列建築設施：值班室、辦公室、學習室、
裝備室、器材庫、運動場地。儀器修理和氧氣充填委托河保偏救護中隊負責。
輔助礦山救護隊技術裝備見表9-2-1。



第三節 礦山保健設施

井口設有保健急救站，麵積150m2，並配備急診搶救室，裝備複蘇器械、麻醉機、抗休克褲、充氣止血帶等急救器材和急救藥品。
保健急救站正常情況下，為職工做一般性保健治療，對職工進行職業病檢查和防治，事故突發時做急救工作，並負責將事故中重病患者及時送縣醫院搶救。
根據本礦井在井下設有的兩處井下急救站，分別設在副平硐與輔助運輸大巷相接處，和輔助運輸大巷與首采工作麵輔助運輸順槽相接處。每處急救站都設有電話、急救藥品、止血設備、骨折固定用具、擔架和蓋毯等保暖物品。井下采、掘工作麵及其他地點發生事故時，可就近將傷員送至井下急救站，及時進行救護。

第十章 勞動定員和概算

第一節 勞動定員

一、安全專用工程設施勞動定員
根據《礦山安全法》、《煤礦安全規程》及本礦特點，按崗位設置排定安全勞動定員，詳見表10－1－1。







安全管理是組織生產活動、完成計劃任務、實現經營目標必須具備的基礎和前提條件之一。安全管理是生產活動正常進行和生產要素不受意外損害的基本保證，安全管理對企業經營決策的實施起保證作用。
安全管理層次應為直線垂直管理，各部門在上一級領導下做好本職工作，發布指令、執行指令不能交義，應按安全管理層次圖運作，做到職責分明，責任到人。
根據《山西省煤礦安全生產監督管理規定》（山西省人民政府第171號令）管理人員依法送縣級以上人民政府負責安全的部門依法培訓。
責職範圍

一是建立、健全各級領導安全生產責任製、職能機構安全生產責任製、崗位人員安全生產責任製；
二是組織製定本單位安全生產規章製度和01manbetx ；
三是保證本單位安全生產投入的有效實施；
四是督促、檢查本單位的安全生產工作，及時消除生產安全事故隱患；
五是組織製定並實施本單位的生產安全事故應急救援預案；
六是及時、如實報告生產安全事故。
七是設置安全生產管理機構和安全生產管理人員。
八是製定從業人員的安全生產教育和培訓規劃。
九是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要的安全生產知識，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的從業人員，不得上崗作業。
十是采用新工藝、新技術、新材料或者使用新設備，必需了解、掌握其安全技術特性，製定並采取有效的安全防護措施，並對從業人員進行專門的安全生產教育和培訓。
十一是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操作規程；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。
十二是特種作業人員的管理：特種作業，是指容易發生人員傷亡事故，對操作者本人、他人及周圍設施的安全有重大危害的作業。根據現行有關規定，特種作業大致包括：瓦斯檢查工、井下爆破工、安全檢查工、主提升機操作工、井下電鉗工、采煤機司機等，必須按照國家《煤礦安全培訓監督檢查辦法》(試行)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。沒有特種作業操作資格證書的，不得上崗從事特種作業。
十三是編製年度災害預防和處理計劃，並根據具體情況及時修改，組織礦井救災演習。
通風組的安全生產職責：
一是確保礦井通風係統的合理，檢查通風網路和風流控製設施。
二是確保控製風流設施必須可靠。
三是按瓦斯、二氧化碳、氣候條件和工業衛生的要求合理配風。
四是合理選擇通風設備，保證通風機連續、可靠、安全運轉。
五是建立局部通風機的開、停製度。
六是搞好掘進巷道同其它巷道貫通的通風。
監測組的安全生產職責：
一是瓦斯檢查與監測，製定瓦斯巡回檢查和請示報告製度。
二是製定排放瓦斯措施。
三是製定預防瓦斯爆炸的措施，防止瓦斯積聚與超限。
四是製定煤與瓦斯突出及其防治措施。
五是礦塵防治監控，礦井火災監控。
六是煤層頂板災害防治監控。
七是礦井水害防治監控。
八是煤礦機械、運輸事故防治、製定防治措施。
九是提升設備安全管理。
十是電氣事故的防治與管理。
二、安全培訓　
根據《中華人民共和國煤炭法》第四十條規定：煤礦企業應當對職工進行安全生產教育、培訓：未經安全生產教育、培訓的，不得上崗作業。
1.煤礦礦長、副礦長、總工程師送二級培訓機構培訓。
2.特種作業人員送三級培訓機構培訓。
3.新職工送四級培訓機構培訓。
煤礦企業新職工必須進行安全教育培訓，並經考核(考核)合格後，方可上崗作業。
新職工的安全教育培訓內容應包括：
⑴國家有關安全生產的方針、政策、法律法規；
⑵企業安全生產規章製度，勞動紀律；
⑶通用安全生產技術、勞動衛生知識、預防工傷事故和職業危害的一般措施；
⑷企業、車間及所從事崗位的安全生產基本情況；
⑸崗位安全操作規程，崗位安全注意事項；
⑹崗位主要職業危害、事故應急處理措施和典事故案例；
⑺勞動防護用品(用具)的性能及使用方法。
4.經常性安全教育
⑴班前會講安全；
⑵周安全活動日；
⑶三大規程學習會；
⑷施工或作業前安全技術交底；
⑸複工前再培訓（集中學習）；
⑹專題安全技術講座；
⑺事故現場會；
⑻安全影視教育；
⑼廣播、板報、牆報宣傳；
5.職工脫產輪訓
主要是繼續工程教育，新技術、新工藝、新知識強化學習，各單位應根據自己的情況和需要，把職工脫產輪訓工作製度化、經常化。
6. 安全競賽和其它安全活動
⑴操作技術表演；
⑵安全知識競賽；
⑶技術比武；
⑷安全生產活動周(月)(百日安全活動)等。

第二節 概 算

一、投資範圍
本次初步設計概算投資範圍包括安全專篇設計所規定的全部井巷工程、土建工程、安裝工程、設備及工器具購置、土建工程和工程建設其它費用的投資，預備費按規定列入建設項目總造價。
二、編製依據
(一)工程量：依據初步設計提供的工程量表、圖紙、說明書及機電設備器材目錄。
(二)采用定額指標
井巷工程：執行煤規字〔2000〕第48號文頒發的《煤炭建設井巷工程概算定額》（99統一基價）及《煤炭建設井巷工程輔助費綜合預算定額》（99統一基價）。
土建工程：執行煤規字〔2000〕第183號文頒發的《煤炭地麵建築工程概算指標》（99統一基價）。
機電設備安裝工程：執行煤規字〔2000〕第183號文頒發的《煤炭建設機電設備安裝工程概算指標》（99統一基價）。
工程建設其他費用：參照煤安監一字〔2002〕65號文並按照礦井具體情況計取。
(三)設備、材料預算價格及有關費用
設備價格采用詢價、《煤炭工業常用設備價格彙編》（九九版），2007年《機電產品報價手冊》。
材料預算價格采用《山西工程建設標準定額信息》2007年第2期，不足部分采用《煤炭工業安裝工程定額外材料預算價格》（九九版）
設備運雜費：按設備原價的6%計算。
材料運雜費：安裝工程定額外材料按材料原價的8%計算。
備品備件購置費：按設備價值的1%計算。
(四)工程取費
執行煤規字〔2000〕第48號文，見“費率計算表”。
(五)基本預備費
執行煤規字〔2000〕第48號文頒發的規定，按7%計取。
三、投資分析
根據以上編製依據，計算出本礦井安全工程總造價為9731.42萬元。其中：井巷工程投資為1795.62萬元，占總造價的18.45％；土建工程投資為389.84萬元，占總造價的4.01％；設備及工器具購置投資為3680.20萬元，占總造價的37.82%；安裝工程投資為2834.39萬元，占總造價的29.13%；工程建設其他費用投資為1031.37萬元, 占總造價的10.60%；其中預備費投資造價為636.64萬元，占總造價的6.54%。安全工程總造價占初步設計總造價的11.05％。詳見總概算表。

目 錄
前 言 1
第一章 井田概況及安全條件 7
第一節 井田概況 7
第二節 安全條件 13
第三節 礦井設計概況 34
第二章 礦井通風 63
第一節 概 況 63
第二節 礦井通風 64
第三章 粉塵災害防治 76
第一節 粉 塵 76
第二節 防塵措施 76
第三節 防爆措施 84
第四節 隔爆措施 85
第五節 礦井地麵生產係統防塵 89
第四章 瓦斯災害防治 90
第一節 瓦 斯 90
第二節 防爆措施 91
第三節 隔爆措施 96
第五章 礦井防滅火 97
第一節 概 況 97
第二節 開采煤層自燃預測及防治措施 97
第三節 井下外因火災防治及裝備 104
第六章 礦井防治水 114
第一節 礦井水文安全條件分析 114
第二節 礦井防治水措施 121
第三節 井下防治水安全措施 135
第七章 井下其它災害防治 137
第一節 頂板災害防治及裝備 137
第二節 提升運輸事故防治措施及裝備 144
第三節 電氣事故防治措施及裝備 149
第八章 礦井安全生產監控 152
第一節 概 述 152
第二節 測控點的確定 153
第三節 各類傳感器裝備量 154
第四節 安全生產監控地麵中心站及傳輸設備的選擇 155
第五節 礦用安全生產監控係統運行可靠性分析 155
第九章 礦井安全檢測及其它裝備、礦山救護隊 157
第一節 礦井安全檢測及其它裝備 157
第二節 礦山救護隊 159
第三節 礦山保健設施 162
第十章 勞動定員和概算 163
第一節 勞動定員 163
第二節 概 算 168
附件：
一、機電設備目錄
二、概算書
附錄：
一、設計委托書；
二、國土資礦劃字[2006]063號文件：國土資源部劃定礦區範圍批複；
三、山西省煤炭工業局晉煤規發[2006]539號文件：關於《山西省***公司**煤礦井田勘探地質報告》的批複及評審意見書；
四、山西省煤炭工業局文件晉煤辦基發［2006］610號關於山西省***公司**煤礦及選煤廠初步設計的批複；
五、中華人民共和國國家發展和改革委員會能煤函［2007］9號文件“國家發展改革委能源局關於**煤礦資源整合項目有關事項的通知”；
六、山西省發展和改革委員會晉發改能源發[2007]176號文件：關於山西省***公司**煤礦項目核準的批複；
七、國家環境保護總局環審[2006]461號文件：關於山西省晉神能源有限公司**煤礦及選煤廠新建工程環境影響報告書的批複；
八、晉煤整合辦核[2006]3號文件：關於《河曲縣煤炭資源整合和有償使用工作方案》的核準意見；
九、忻安監煤字[2005]163號文件：關於2005年度鄉鎮煤礦瓦斯等級鑒定結果的批複；
十、高壓供用電合同
十一、內蒙古煤田地質科研所2006煤資第243號關於山西晉神能源有限公司河曲公司**煤礦的煤質檢驗報告；
十二、山西省河曲縣水利水保局與山西晉神能源有限公司**煤礦簽訂的供水意向協議；
十三、山西晉神河曲煤炭開發有限公司與河保偏礦山救護隊簽訂礦山救護委托協議；

圖紙目錄