新密永祥煤業有限公司25采區初步設計
新密永祥煤業有限公司25采區初步設計
學生姓名__________________________
係(部)__________________________
專 業__________________________
指導教師__________________________
年 月 日
摘 要
本設計的采區麵積為1.02平方千米，年產量26萬噸。井田內煤層賦存比較穩定，煤層傾角8-20°，平均煤厚7m，采區南北走向長2160m，東西傾斜寬120～560m，麵積1.02km2。開采標高為-30—-150m，煤層埋藏深度為250m—370m。根據實際的地質資料情況進行井田開拓和準備方式的初步設計，該礦井決定采用兩斜井一立井上下山開采，煤層采用采區上下山聯合布置的開拓方式，設計采用炮采放頂煤回采工藝，走向長壁采煤法，用全部跨落法處理采空區。並對礦井運輸、礦井提升、礦井排水和礦井通風等各個生產係統的設備選型計算，以及對礦井安全技術措施和環境保護提出要求，完成整個礦井的初步設計。礦井全部實現機械化，采用先進技術和借鑒已實現高產高效現代化礦井的經驗，實現一礦一麵高產高效礦井從而達到良好的經濟效益和社會效益。
關鍵詞：
斜井 走向長壁 炮采 放頂煤 一次采全高 跨落法 高產高效
Abstract
This design 1.02 square kilometers of mining area, the annual output 26 million tons. Within the occurrence compartmentalized is stable and the coal seam 8-20 ° Angle, average coal mining north-south thick 7m, 2160m tilt width, things long 120 ~ 560m km2, area 1.02. Mining elevation - 30-150m, coal seam 370m 250m - for buried depth. According to the actual situation of geological information compartmentalized exploration and ways to prepare the preliminary design, this mine decided to adopt two inclined shaft mining, on a mountain to climb the mountain by mining coal seam, the pioneering way joint layout design using 8700-2 top coal caving mining technology, toward the longwall mining methods with all cross fell method, handle goaf. And the mine mine mine elevator, transportation, drainage and mine ventilation etc. Each production system, as well as calculation of equipment type selection of mine safety technical measures and environmental protection request, to complete the whole mine the preliminary design. All realize mechanization mine, the adoption of advanced technology and reference has realized high yield and high efficiency, realize the modernization of the experience of a mine mine mine a high yield and high efficiency to achieve good economic and social benefits.
Key words:
Shafts Toward the longwall While mining methods Top coal caving Cross fell method High yield and high efficiency
目 錄
第一章 采區概況及地質特征 3
第一節 礦區概述 3
第二節 采區概況及地質特征 4
第二章 礦井現有生產概況 10
第三章 采區開采 11
第一節 采區範圍及儲量 12
第二節 采區生產能力及服務年限 14
第三節 采區準備巷道的確定 15
第四節 采區回采工作麵數目及生產能力 16
第五節 采區巷道掘進及巷道工程量 16
第四章 采煤方法 18
第一節 采煤方法 18
第二節 工作麵生產係統及設備 19
第三節 循環方式、勞動組織及技術經濟指標 20
第五章 采區機電設備 23
第一節 采區下山提升設備 23
第二節 礦井及采區通風設備 24
第三節 采區排水設備 25
第四節 采區壓風係統 29
第五節 采區供電與通信 30
第六節 采區安全生產監測監控 35
第七節 采區通信 36
第六章 采區通風 36
第一節 風量計算與風量分配 36
第二節 風量調節的方法和措施41
第一節 瓦斯災害防治 41
第二節 粉塵災害防治 46
第三節 采區防滅火 47
第四節 采區防治水 51
第五節 頂板災害的防治 53
第六節 提升運輸02manbetx.com 的防治 55
第七節 電氣02manbetx.com 的防治 56
第八節 職工職業病預防 57
第九節 避災路線與自救 58
前 言
本次畢業設計是在河南新密市永祥煤炭有限公司所收集的礦井生產圖紙和資料，並作了一些改動以後，對礦井12采區進行的初步設計。
煤礦開采技術畢業設計是煤礦開采技術專業全部教學進程中的最後一個環節。作為對大學生在學校的最後一次綜合性的知識技能考查，它主要是考查學生這四年來對基礎知識及其專業知識的掌握情況，使學生學會自我思考、自行設計。在設計過程中，把所學的理論知識與實踐經驗綜合起來應用。這樣達到了對理論知識“溫故而知新“的作用，同時也學到了一些實際生產過程中的經驗。
設計的過程中的指導思想是：堅持以技術經濟合理為中心，貫徹少投入，多產出，提高效率，縮短施工工期和確保安全生產的指導思想;結合煤礦現有生產係統情況，優化采區布置，做到布局合理、生產集中、環節簡單、係統完善;盡量利用礦井已有設施、設備，減少投入，提高礦井經濟效益堅持企業經濟效益和社會效益並重的原則，注重水土保持和生態平衡。
設計的過程就是一個不斷認識和學習的過程。在本次設計過程中，認真貫徹《礦產資源法》、《煤炭法煤炭工業技術政策》、《煤炭01manbetx 01manbetx 》、《煤炭工業礦井設計規範》以及國家其它發展煤炭工業的方針政策，積極采用切實可行高產高效的先進技術與工藝，力爭自己的設計成果達到較高水平。
本設計以《煤礦開采設計指導書》為依據，嚴格按照《01manbetx 01manbetx 》的要求，采用工程技術語言，對礦井的開拓、準備、運輸、提升、排水、通風等各個生產係統進行了初步設計。由於時間關係和設計者水平有限，設計中失誤之處在所難免，敬請審閱老師給予批評指正!
第一章 采區概況及地質特征
第一節 礦區概述
一、自然地理與交通位置
1、交通位置
新密市永祥煤炭有限公司(原155煤礦)位於河南省新密市嶽村鎮任崗村境內，西距新密市8.5km，東北距鄭州40km，東南距新鄭25km，行政區域隸屬新密市嶽村鎮管轄。(新)鄭(新)密鐵路自井田中部通過，北部臨(新)密杞(縣)公路、鄭(州)(新)密公路，西距密縣火車站8km，東距宋寨車站3km，宋(寨)大(平)鐵路專用線李家寨車站位於井田東南部，本井田交通條件十分便利。詳見交通位置圖，圖1-1-1。
圖1-1-1 交通位置圖
2、地形、地貌
本區屬嵩山東麓的低山丘陵區，井田北高南低，全部為黃土覆蓋，衝溝發育，皆為幹溝，隻有雨季有短時雨水流過，雨後即幹。地麵標高海撥200m～240m，最低處188.5m，最高處242.63m。全區均為第四係黃土覆蓋，僅局部地段有第三係泥灰岩出露。本區屬淮河流域，雙洎河水係。
二、氣象、地震
本區屬典型大陸性氣候，夏季炎熱多雨，冬季寒冷幹旱，春秋多風。年平均氣溫14.3℃，12月至翌年3月為霜凍期，最大凍土深度15cm，最大積雪深度18cm。元月最冷，極端最低氣溫-18.2℃。七月最熱，極端最高氣溫44.6℃。年平均降水量658.4mm，最大降水量1207mm，降水多集中在7、8、9三個月，約占全年降水量的60%。年平均蒸發量1400mm，春、夏、秋以東北風，南風為主，冬季以西北風為主，最大風速可達28m/s。
本區有記錄以來，未發生過強烈地震，礦區為六級地震裂度區。
三、水源、電源
水源：本礦生活用水水源為第四係淺水井。生產用水為礦井排水經淨化處理後供井下各地點使用。
電源：分別來自觀音堂、劉寨及蘆溝三個變電站。
四、區域經濟和建設材料
本區農業主要種植小麥、玉米。其次為油菜、大豆、花生、芝麻等經濟作物，基本靠天收獲，灌溉麵積有限。工業以煤、建材、耐火材料、造紙為主要支柱產業，改革開放以來，本區工業產品的發展帶動了運輸業的日益興旺。
建設材料：除鋼材需從外地購進以外，其它建材如水泥、沙、石子、磚、木材等均可從本地區就近解決。
第二節 采區概況及地質特征
一、采區概述
25采區位於礦井東南部，與原11采區相接，東部為井田邊界，南部為鄭密線鐵路保護煤柱，西部以井筒煤柱為界。采區南北走向長2160m，東西傾斜寬120～560m，麵積1.02km2。開采標高為-30—-150m，煤層埋深在250m—370m。地麵位置：25采區地麵對應位置為趙家門村。井下位置：25采區位於副斜井東部，北部為技改前11采區采空區，南部為鄭密線鐵路保護煤柱，為礦井東部邊緣采區。開采水平在+20m左右，煤層厚度為5-9m，東西走向。采區內由於地質滑動構造使底板缺失，可能造成底板突水。同時由於采區北部為原11采區，采掘過程中會過老巷，老空水的防治也是一個重要的問題。
二、地質特征
1、地層
區內煤係基底為寒武係和奧陶係，煤係地層為石炭係、二迭係，上覆地層為第三係、第四係。
(1)寒武係(∈)為灰色、深灰色白雲質灰岩，鮞狀灰岩，厚達幾百米，致密堅硬，岩溶發育，但不均一。
(2)奧陶係(O2)：灰色石灰岩，致密、頂部為薄層泥質灰岩，厚近百米，岩溶發育但不均一，隻見馬家溝組，與下伏地層呈假整合接觸。
(3)石炭係：主要為深灰色生物燧石灰岩，中夾砂岩、泥岩、砂質泥岩，煤層、煤線，本組統稱為一煤組。其中僅一1煤局部可采。底部由淺灰、青灰色鋁土質泥岩、鋁土礦、鐵質粘土岩組成。該係總厚為80-95m，與下伏地層呈假整合接觸。
區內石炭係、奧陶係地層多有缺失，缺失厚度不等。嚴重的，兩組地層幾乎全部缺失。
(4)二迭係(P)
①山西組(P11)
區內本組由灰、深灰色砂岩、泥岩、砂質泥岩、煤層組成，含煤1-3層，其中二1煤為主要開采對象，煤層厚度穩定，普遍可采。全組厚60m左右，與下伏地層呈整合接觸。
②石盒子組(P12+ P11)
由灰、黃、灰綠、紫紅等雜色砂岩、泥岩、砂質泥岩及粉砂岩等組成，含薄煤層，但均不可采，區內本組厚度100m，本井田內基本不見。
(5)第三係(R)：由灰白色泥灰岩及鈣質泥岩，鈣質粉砂岩組成，底部有厚度不穩定的礫岩層，全係厚90-120m，與下伏地層呈角度不整合接觸。
(6)第四係(Q)：上部為黃土、下部為紅色亞粘土，局部為流沙層，厚5-30m。與下伏地層呈角度不整合接觸。
2、構造
根據三維物探資料和生產揭露，區內的構造特征是受滑動構造影響局部底板缺失，煤層厚度和產狀變化大。
斷層
DF25斷層(馬武砦斷層)
該斷層位於采區東南，走向北東—南西，傾角北西，為東南升，西北降，落差大於100m的正斷層。
(2)滑動構造
原155煤礦南部邊界為石板坡斷層(補10孔附近)，後經采礦揭露煤層並未斷開，僅二1煤層底板以下地層缺失，局部煤層底板直覆於寒武係之上，經物探查明為一滑動構造。受該滑動構造的影響，井田內煤層底板破碎、厚度變薄，很易發生突水02manbetx.com 。
3、煤層及煤質
(1)煤層
井田內煤層走向為北東～南西，傾向南東、傾角8-20°，平均14°，煤厚0.40～11.00m，平均厚度4.09m，煤層賦存基本穩定，但厚度和產狀變化大，其變化趨勢為中、東部較穩定，西、西南部變化大。
(2)煤質：經測定二1煤視密度為1.35-1.46t/m3，平均1.40t/m3;灰分Ag-8.5%，揮發分V-11.75%，內在水分W-1.46%，發熱量7679卡/kg，膠質層厚Y值為0，粘性一般為粘著到弱粘著，曲線平緩下降型，全硫含量Sg-0.3%。屬貧煤，可做動力用煤和民用煤。
三、水文地質
1、主要含水層
本區主要含水層共有五層，自下而上依次為：(1)奧陶係(包括寒武係)灰岩岩溶裂隙含水層，厚度達幾百米，是本區對礦井安全構成威脅的主要水源。其岩溶發育不均，但在斷裂發育地段及褶曲軸部岩溶發育強烈，富水性強，目前水位標高在+70m上下。(2)石炭係薄層灰岩岩溶裂隙含水層，岩溶發育不均，分上、下兩個含水層段，上段為L7-8灰岩岩溶裂隙含水層，平均厚度8.38m，上距二1煤底7.2m，因層薄，富水性較弱，為二1煤底板直接充水含水層。下段L1-3灰岩，厚度為12m左右，與上段灰岩之間有砂泥岩段隔水層相隔，富水性較上段強，與下部O2或∈灰岩關係密切，並一起成為礦井主要水害水源。(3)二1煤層頂板砂岩裂隙含水層，為煤層頂板直接充水含水層，水量不大，隻要疏排措施得當，管理到位，就不會對礦井生產產生危害。(4)第三係泥灰岩岩溶裂隙含水層，岩溶雖較發育，但厚度有限，且距煤層較遠，隻會對煤層頂部砂岩含水層起補給作用，不會對礦井安全有直接影響;(5)第四係砂礫石孔隙水，因發育不均，厚度小，富水性差，僅對煤層頂部砂岩含水層有補給，且距煤層較遠，故對二1煤安全生產不會產生不利影響。
2、主要隔水層
二1煤頂板隔水層為砂質泥岩、泥岩，厚度0～10m，一經采動，即遭到破壞，起不到隔水作用。
煤層底板隔水層對礦井安全至關重要，區內底板隔水層為砂質泥岩、泥岩，厚0.14～15.06m，平均7.2m，正常情況下具一定的隔水能力。如果變薄(小於4-6m)，或受斷層破壞，則起不到隔水作用，會對礦井安全生產造成威脅。
3、斷層的水文地質特點
本井田的四麵邊界有三麵是斷層，由於斷層性質各異，對礦井而言，其水文地質特點也各不相同。區內的DF25斷層(馬武寨斷層)，落差大於100m，井田內煤係地層與對盤的煤係底板地層(即奧陶係或寒武係地層)對接，所以應視為補水邊界。
4、地表水
地表無常年徑流，隻有幹衝溝，降水時有短時流水，雨後即幹，對礦井充水無大的影響。
5、充水因素03manbetx
根據本礦水文地質條件，礦井充水因素03manbetx 如下：
1地表水對礦井充水的影響，因地表皆為幹溝，既無常年積水水體，也無常年徑流，僅在雨季有短暫水流，所以地表水對礦井充水影響不大。
2煤層頂板砂岩水對礦井充水的影響：煤頂含水層是礦井直接充水水源，屬必須疏幹對象，由於頂板含水層水量不大，多呈淋水，或以小股狀水形式湧入礦井。隻要加強對該水的疏導管理即可確保工作場所安全。
3二1煤底板L7-8灰岩水：該層水為底板直接充水含水層，其本身水量不大，易於疏排。但往往因底板缺失斷層、水壓等因素，使C3下部的L1-3和O2灰岩水發生水力聯係，出現O2灰岩水補給該層突入礦井，故對該含水層應采取防治措施。
4二1煤板底以下的L1-3和O2灰岩水：該層水富水性強、水量大、水壓高，兩者之間水力聯係密切，往往是同時經L7-8灰岩含水層突入礦井，造成嚴重的水害02manbetx.com ，甚至淹井。
5老窯、老空水：因本區煤層埋藏較深，區內沒有老窯，僅有本礦井開采的采空區，采空區邊界、積水量、水壓清楚，因此在采掘過程中隻要積極進行探放，就不會對礦井安全生產造成影響。
6、水文地質類型及采區湧水量預計
據以往勘探程度及該礦以往生產實際揭露所獲得的資料，依據《礦井水文地質01manbetx 》，該區水文地質類型應劃分為中等，即以底板充水為主，中等岩溶充水礦床。
依據該礦多年的湧水資料和目前生產實際，采用比擬法預計采區湧水量，其值為：正常湧水量60m3/h，最大湧水量為150m3/h。
7、開采技術條件
(一)煤層頂底板
1、頂板：二1煤層直接頂板為灰色泥岩、砂質泥岩，厚度一般為5～10m，老頂為灰白色中～粗粒砂岩，層位穩定，岩石致密堅硬，節理較發育，屬較易跨落岩層。
2、底板：二1煤層底板為泥岩、砂質泥岩，夾薄層細砂岩，平均厚7.2m。開采過程中遇水易膨脹，發生底鼓，給安全生產帶來困難。
(二)瓦斯
據原《三九一五五部隊崔溝礦井簡易初步設計說明書》中敘述，經鑽孔測試，沼氣含量為0.038～2.50m3/t，二氧化碳含量為0.018～0.405m3/t。根據新密市永祥煤炭有限公司出具的2006年度瓦斯等級鑒定報告知：礦井相對瓦斯湧出量5.165m3/t.d，絕對瓦斯湧出量3.34m3/min，屬低瓦斯礦井。
(三)煤層自燃、煤塵爆炸危險性
1、據化驗資料該礦二1煤層含硫量為0.30%，若通風不良溫度升高，有可能引起煤層的自燃發火。相鄰礦井裴溝煤礦曾多次發生煤層自燃現象。根據2004年8月平煤集團通風實驗室對該礦所采二1煤層自燃傾向等級鑒定報告知：自燃傾向等級為Ⅱ類，屬自燃煤層。
2、煤塵爆炸危險性
據平煤集團通風實驗室2004年8月對其所采二1煤層所做煤塵爆炸危險性鑒定報告知：該礦煤塵具有爆炸危險性。
3、地溫
據本礦及相鄰礦實際資料，礦井地溫正常。
第二章 礦井現有生產概況
一、礦井開拓生產方式
礦井開拓方式為斜井多水平。主斜井提煤兼作安全出口，副斜井升降人員、提矸、下料等輔助提升任務，兼作安全出口，西風井為回風井兼安全出口(梯子間)。井下2萬餘米巷道，其中錨噴巷道7100m, “U”型鋼支護巷道4200m，礦用工字鋼支護巷道9000餘米，采煤工作麵采用單體液壓支柱、懸移支架支護。采用長壁或偽傾斜長壁放頂采煤法。
二、安全通風係統
礦井采用中央邊界抽出式通風，主、副斜井進風，西風井回風，風井地麵安裝FBCDZ-6-№17A型對旋軸流式通風機兩台，一備一用，井下巷道構築有各類連鎖風門47組，通風係統健全穩定可靠。
三、提升運輸係統
主斜井465m、斷麵8.82m2，采用DSJ80/15(40)/2×132S型膠帶輸送機，承擔提升任務。付斜井447m、斷麵6.63 m2，采用JK-2.5×2.0型礦用提升絞車，串車單鉤提升方式，承擔提升矸石、物料，XRB-15型人車升降人員。
井下鋪設DSJ650型膠帶運輸機32架，全長5680m;刮板輸送機29架，全長2120m，軌道運輸巷安裝有JWB55型無極繩絞車400m，+120大巷1200米，采用CCG3/600型礦用防爆柴油機車運送人員及物料。
四、供電係統
礦井供電電源為4回路，分別為新密市觀音堂110KV變電站八板、劉寨35KV變電站六板、蘆溝變電站11板和裴溝變電站25板，並與各電源主管單位簽訂供用電協議， 6KV電壓入井供電。
五、防治水
全井田通過三維物理探測和瞬變電磁，查明井田地質屬底板滑動構造，底板嚴重缺失，煤層直接壓水。按照我礦專家組意見，人工再造底板。投資400萬元購進300鑽機3台、150鑽機5台，成立專業人工再造底板隊伍;成立物探隊，購進直流電法儀;以直流電法井下巷道超前探測為指導，實行“長探與短探相結合，物探與鑽探相結合”的原則，成功探放老空積水10餘萬方。被省煤炭工業局評為先進集體。
礦井主要排水係統，水倉容量3100 m3，安裝有5台MD280-43×6型水泵及2台D85-45×5型水泵，備用排水井安裝250QJ160-140/210排水泵8台，12采區安裝有2台MD280-43×6型水泵，礦井正常湧水量320m³/h，排水能力達3000 m3/h。
六、安全監控係統
安裝KJ101N型監測監控係統，井下安裝各類探頭傳感器63台，其中甲烷傳感器36台，溫度傳感器13台，一氧化碳傳感器9台，風速傳感器5台。安裝KJ133型人員定位係統。
七、環境保護、消防、灑水、防塵係統
投資400餘萬元建立礦井水處理係統，采用穿孔旋流反應斜管沉澱，淨水能力320m3/h;在工業場地設有一套接觸氧化法汙水處理設備，煤場安裝自動噴水閥門45處。
消防水取自地麵高位消防水池，消防水池容量為204m3，井下每50米設噴水閥門灑水，井下設降塵水幕19處，隔爆水槽8處，隔爆水袋15處。
第三章 采區開采
第一節 采區範圍及儲量
根據永祥煤炭有限公司綜合勘探報告及井下采掘揭露資料，本井田內二1煤層煤厚0.40～11.00m，平均厚度為4.09m，傾角8°～20°，平均14°，煤的視密度為1.4t/m3。根據豫國土資儲備字[2005]093號《關於<河南省新密市永祥煤礦資源核查報告>礦產資源儲量評審備案證明》
一、估算方法及參數確定
(1)估算方法
依據煤炭係統—般處理原則，采用地質塊段法估算資源量，各塊段資源量之和即為總資源量。
其計算公式為：
Q=S M·d·Secα·
式中：Q—塊段資源量，t;
S—塊段平麵積，m2;
α—塊段內煤層平均傾角，度;
M—塊段內平均煤厚，m;
d—煤的視密度，t/m3。
(2)參數的確定
煤層厚度：參與本次儲量估算的煤厚點為鑽孔及巷道揭穿煤厚點真厚的算術平均值(即鑽孔及巷道揭穿煤層垂厚乘上煤層傾角餘弦值)。
視密度：二l煤層視密度為1.4t/m3。
煤層傾角的確定：用圖解法在塊段內不同地段求取煤層傾角，然後取其平均值作為該塊段煤層傾角。
二、資源儲量估算結果
依據上述原則，共計算獲得保有地質儲量512.56萬t，其中122b儲量234.26萬t，占46%;采區可采儲量175.7萬t。，符合要求。詳見表3-1-1。
三、安全煤柱
1、井田邊界保護煤柱：按規範規定留設20m;
2、采區邊界保護煤柱：按規範規定留設10m;
3、斷層及采空區煤柱：一般留設20～50m。
當斷層及其它煤柱與井田邊界煤柱重疊時，以斷層及其它煤柱為主計算，保護煤柱類型歸入斷層及其它煤柱，兩者不重複計算;
4、采區下山保護煤柱：根據煤層厚度一般留設30m。
25采區二l煤層資源儲量估算結果表
表3-1-1
四、可采儲量
根據采區內保有地質儲量512.56萬t，扣除井田邊界、采區邊界、斷層及采空區等各種永久保護煤柱損失之和278.3萬t，獲得采區設計儲量234.26萬t；設計儲量減去采區下山等主要巷道保護煤柱，考慮采區采出率，共獲得可采儲量175.7萬t。可采儲量占保有資源儲量的34.3％。
采區生產能力及服務年限
一、工作製度
采區年工作日為330d，每天三班作業，兩班出煤，一班維修，每天淨提升時間為14h。
二、采區設計生產能力及服務年限
根據采區可采儲量175.7萬t，煤層賦存條件及其它開采技術條件，構造複雜程度、水文地質條件等因素，確定采區設計生產能力為26萬t/a，采用1.4的儲量備用係數，則采區服務年限
第一節 采區準備巷道的確定
一、采區巷道布置
1、采區形式。由於開采單一煤層設計采區為單翼，單翼走向長度為500米。
2、采區下山。根據采區每層的賦存狀況及采區的地質構造條件，對采區的下山巷道布置提出兩種方案。
第一方案：雙岩上山。在煤層底板以下10米的底板岩層中布置軌道下山與皮帶下山，軌道下山通過石門與煤層聯係，兩條下山相距30米。
第二方案：雙煤下山。在煤層中布置兩條下山間距30米。
3、區段巷道。由於煤層平均厚度在4-9米，屬中厚煤層，可以一次采全高，有本區煤層條件，在21011下付巷下一個采區采煤時繼續使用，故作為岩空留巷使用。
二、方案比較
根據已提出方案及方案比較原則，方案相同部分不再比較。所以僅就采區下山及聯絡巷投資費用進行比較。
方案的技術比較見表3-3-1
采區方案經濟比較見表3-3-2，采區方案經濟技術比較彙總見表3-3-3。
根據經濟比較結果，兩方案費用相差不大。考慮到巷道掘進難易程度和減少岩石工程量，有利采區盡早投產等因素，確定采區設計采用第二方案，兩條下山都布置在煤層中。
三、采區巷道參數
本次設計的25采區，位於井田東翼11采區下部，屬單翼下山采區。
設計從現有主斜井延伸下部向東南掘進460m作為25采區皮帶下山，在原主井延伸二聯巷向東南掘進490m作為25采區軌道下山，在原+70軌道運輸巷向下掘進362m作為25采區回風上山。
25采區設計偽斜布置兩條下山，自北向南分別為：軌道下山、皮帶下山。皮帶下山和軌道下山和主要在煤層中沿底板偽斜布置，兩條下山設計斜長和傾角為：軌道下山490m，其中上部平車場20m，(頂板岩巷)、下段470m(煤巷);運輸下山460m。皮帶運輸巷和軌道運輸巷都采用u型鋼梁加噴射混凝土支護巷道，具體參數設計如下：
1、選擇巷道斷麵形狀
年產26萬t礦井的主要運輸大巷，服務年限在10年左右，采用600mm 軌距的單軌運輸大巷，因屬於煤巷，淨寬在4米，故選用u型鋼梁與噴射混凝土支護，半圓拱形斷麵。
2、確定巷道淨斷麵尺寸
(1)查表可知1.0t礦車寬880mm、高1150mm。
根據《煤礦安全01manbetx 》，取巷道人行道寬1500mm
根據《煤礦安全規程》，取巷道人行道寬c = 1500mm、非人行道寬a = 520mm。又查表得：該巷雙軌中線距b = 1100mm，則兩礦車之間距離
1100 -(880/2+880/2)= 220mm
故巷道淨寬為
B = a1+b+c1 =(520+880/2)+ 1100 +(880/2+1500)= 4000mm
(2) 確定巷道拱高h0
半圓拱形巷道拱高h0 = 4000/2 = 2000mm。
半圓拱半徑R=h0 = 2000mm
(3)確定巷道壁高h0
1、按礦車要求確定h0
由查表知半圓拱形巷道斷麵壁高計算公式：
式中
hb——道碴高度hb= 220mm;
b2 ——軌道中線與巷道中線間距，b1 = B/2-c1 = 2110-3500/2 = 360mm;
——砟麵起1.6m水平處，運輸設備上緣與拱壁間距
≥700mm，即保證有700mm寬的人行道。
綜上計算，並考慮一定的餘量，確定本巷道壁高為h3=1200㎜。則巷道高度
H = h0- hb + h0
= 2200-220+1200 = 3200㎜。
3、確定巷道淨斷麵麵積S和淨周長P
淨斷麵積S = B(0.39B+h2)
式中：
h2= h0- hb = 2000-220 = 1780 mm。
故 S = 4000×(0.39×4000+1780)= 13.3㎡
淨周長P = 2.57B+2h2 = 2.57×2000+2×1780 = 8700㎜ = 8.7m
4、用風速校核巷道淨斷麵麵積
由下表
巷道允許的最高風速 m/s
巷道名稱最低最高
架線電機車巷道1.0 8
知Vmax = 8m/s，已知通過通過大巷風量Q = 38m3/s，代入式
V = Q / S = 38/ 13.3 = 2.9 m/s < 8 m/s
得：設計的大巷淨斷麵積、風速沒有超過規定值，可以使用。
其他的采區巷道布置及有關參數詳見采掘工程平麵圖和表4-4-1。
二、采區硐室布置
采區上部為軌道下山絞車房及其上部平車場，在采區中部軌道與皮帶下山之間設采區變電所，在采區下部頂板岩層中設采區水泵房和水倉，采區湧水可以通過下山水溝自流到采區水倉。
設計在采區中部軌道下山、皮帶下山之間設置采區變電所，變電所硐室長60m，采用半圓拱斷麵，“U”型鋼加錨噴支護。
設計在采區下部設置采區水泵房、水倉。水泵房與運輸、軌道和回風下山巷道連通的出口有兩個，其通道各設置防火和防水密閉門2座，礦井突水時可以關閉密閉門，以保證水泵房不被淹沒而繼續排水。排水管路通過管子道及皮帶下山敷設。管子道上出口高度高於水泵房地麵7m以上。
采區水泵房長55m，水倉距水泵房岩柱寬度15m。泵房采用半圓拱斷麵，錨噴支護，設計安裝3台排水泵，預留2台水泵位置。
該采區預計正常湧水量60m3/h，最大湧水量150m3/h，按《煤礦安全規程》規定，采區水倉總容量應不小於60×4=240m3。設計主倉容量1200m3，副倉容量500m3，采區水倉有效總容量為1700m3，大於4h正常湧水量，符合《煤礦安全規程》的規定。水倉采用人工清倉，裝入礦車後外運。
水倉、通道采用半圓拱斷麵，料石砌镟支護，支護厚度250mm。
采區硐室布置及有關參數詳見采掘工程平麵圖和表4-4-1。
第一節 采區回采工作麵數目及生產能力
正常生產期間，25采區布置1個炮采工作麵、2個掘進頭和與之相配套的生產係統，來保證采區及礦井產量。
為了保證采區的正常接替，25采區開采結束之前，應盡早組織力量布置後續接替采區生產係統，以保證礦井采掘正常接替和穩定生產。
25采區炮采工作麵的生產能力：
A=采高×工作麵長度×年推進度×容重×工作麵采出率
=6.26m×60m×495m×1.4t/m3×93%=24.2萬t/a
采區年生產能力：
1個炮采工作麵生產能力加上10%掘進出煤，采區年生產能力為26.6萬t/a，大於采區設計產量，滿足設計要求，能夠保證采區產量26萬t/a。
第二節 采區巷道掘進及巷道工程量
一、巷道斷麵和支護形式
巷道斷麵的確定以滿足運輸、通風、行人要求為前提，保證一定的安全間隙。采區軌道石門、采區軌道下山上段及上部車場、采區運輸下山上段等巷道布置在頂板岩層中，采用半圓拱斷麵，“U”型鋼錨噴支護。采區回風上山、采區軌道下山下段、采區運輸下山下段、區段順槽等巷道布置在煤層中，采用梯形斷麵、礦用工字鋼支護。采區變電所、水泵房采用半圓拱斷麵，錨噴支護。水倉采用三心拱斷麵，錨噴支護。
主要巷道及硐室斷麵參數詳見表4-4-1。
二、掘進工作麵個數及掘進設備
為滿足采麵正常接替需要，配備2個煤巷掘進頭，采掘麵頭比為1：2。
掘進施工方法：鑽爆法掘進。煤巷掘進麵設備有風煤鑽、調度絞車、局部通風機、探水鑽及小水泵等，滿足探水、掘進、排水及運輸、通風要求。岩巷掘進麵設備有鑿岩機、調度絞車、局部通風機、探水鑽及小水泵等，滿足探水、掘進、排水、運輸、通風要求。岩巷采用氣腿式鑿眼機打眼，煤礦許用炸藥，毫秒延期雷管光麵爆破，耙鬥式裝岩機裝岩，1t礦車運岩。所出矸石經軌道下山、付井延伸車場，經副井串車提至地麵。
掘進頭配備SGZ-1A型探水鑽兩台，電機功率11kw，鑽杆長度100m。
三、投產時的巷道工程量
投產時巷道工程總長度為3257m，其中岩巷380m，占11.7%;煤巷2877m，占88.3%;巷道及硐室掘進總體積36162m3，其中岩巷8358m3，占23.1%;煤巷27804m3，占76.9%。
采區巷道及硐室參數表
表4-4-1
第四章 采煤方法
第一節 采煤方法
一、采煤方法的選擇
礦井開采二疊係山西組二1煤層，煤層傾角10°～20°，平均15°，井田內煤層埋藏深度約100～450m左右，開采標高-250～+150m。煤層結構簡單，無夾矸。井田範圍內除局部受斷層影響煤層變薄外，大部分可采。煤層直接頂為灰色泥岩，老頂為大占砂岩，屬較穩定型頂板。煤層底板為泥岩或砂質泥岩，厚度10m左右，遇水易膨脹，其下為L7、L8灰岩或寒武係灰岩，含水豐富，開采時有突水危險。煤層瓦斯含量較低，屬低瓦斯礦井。
根據礦井地質條件和煤層賦存狀況，結合礦井生產技術管理水平，設計采用傾斜長壁或偽傾斜長壁采煤法，單一長壁或放頂煤開采，采用放炮落煤，單體支柱配∏型鋼梁支護，全部陷落法管理頂板。
二、工作麵采、裝、運方式及設備選型
回采工作麵選用DW-22/100型單體液壓支柱配合2.4m∏型鋼頂梁，采用倒懸臂錯梁直線柱，對子棚交錯邁步前進，對棚柱距0.6m，循環進度1.0m，放頂煤開采，采放比為1：2.1。回采工作麵液壓泵站型號為XRB2B(兩泵一箱)，采用ZMS-1.2A濕式煤電鑽打眼，放炮落煤人工攉煤，開切眼采用SGW-620/40T型可彎曲刮板輸送機運輸。工作麵運輸巷鋪設1部SGB-620/40T型刮板運輸機配二部DSJ-650/22皮帶運輸機，工作麵回風巷鋪設軌道，由調度小絞車牽引1t標準礦車擔負輔助運輸任務。
三、采煤工作麵有關參數
回采工作麵放頂煤開采，采高6.26m，回采工作麵運輸巷和回風巷沿煤層偽傾斜布置，開切眼設計長度60m，煤層傾角8°～21°左右，年推進度495m。
第二節 工作麵生產係統及設備
一、工作麵生產係統
1、運煤
工作麵刮板運輸機→下付巷轉載運輸機→下付巷皮帶輸送機→運輸下山皮帶輸送機→主斜井皮帶→地麵煤場
2、運料
地麵→副斜井→副斜井延伸車場→采區軌道下山→采煤工作麵上付巷→工作麵
3、通風
主斜井、副斜井→采區皮帶下山→工作麵下付巷→工作麵→工作麵上付巷→采區軌道下山→采區回風上山→軌道運輸巷→西風井→地麵
4、排水
工作麵湧水→運輸順槽水溝(臨時水倉)→采區軌道下山水溝→采區水倉→采區泵房水泵→采區皮帶下山排水管→中央水倉→井底泵房水泵→副斜井排水管→主斜井排水管→地麵汙水處理係統淨化→工業水池利用，多餘水排放。
二、工作麵設備配置
工作麵采、裝、運、支護等主要設備見表5-2-1。
工作麵設備配備一覽表
第三節 循環方式、勞動組織及技術經濟指標
一、循環作業方式
1、循環方式
工作麵每天完成1.5個循環，每循環進尺1.0m。
2、作業方式
工作麵采用“兩采一準”作業方式，工作麵每進尺1.0m，放頂一次，每天完成2個循環。其采煤班主要工序為落煤、攉煤、鋪網、支護、移架放頂、移溜等工作，準備班主要工序有防突檢驗、機電設備檢修、巷道支架回收和超前支護、做缺口等工作。
二、勞動組織形式及人工配備
1、勞動組織形式
工作麵采用綜合工種分段作業，工作麵長60m，共分5段，每段12m。平均每段配4名工人。
2、工人出勤表(見表5-3-1)
三、工作麵技術經濟指標
1、工作麵生產能力
①循環產量
A循= 60×6.26×1.0×1.4×0.93= 525.8(t／循環)
②日產量
A 日=A循×1.5=788.8(t／日)
⑧月產量
A 月=25× A日=19719(t／月)
(4)年產量
A年=330×A 日=260304(t／a)
2、工作麵直接工效
工作麵直接工效：日產量/日出勤人數=788.8/72=11（t／工）
其它指標詳見工作麵技術指標表5-3-2。
工作麵經濟技術指標表
表5-3-2
工作麵經濟技術指標表
表5-3-2
序號名稱 單位數量
1工作麵走向長m525
2工作麵傾斜長m60
3工作麵偽斜長m65
4煤層厚度m6.26
5工作麵偽傾角度26
6回采麵積㎡32376
7工作麵可采儲量萬t28.37
8煤層生產能力t/㎡8.76
9循環進度M1.0
10日循環個數個1.5
11循環率%80
12日產量t788.8
13月產量T19719
14月進度m37.5
15回采工效t/工11
16最大控頂距m3.4
17最小控頂距m2.4
18放頂步距m1
19回采率%93
20工作麵回采期月14
21循環出勤人數人48
22炸藥消耗量Kg/萬t167
23雷管消耗量個/萬t1116
24坑木消耗mg/萬t5
25梁柱消耗%0
26乳化油消耗Kg/萬t120
27荊笆消耗個/萬t5580
28椽子消耗根/萬t11160
29塑料網消耗 ㎡/萬t1125
第五章 采區機電設備
第一節 采區下山提升設備
該礦煤炭運輸方式和係統為：工作麵運輸順槽膠帶運輸機將煤運至運輸下山膠帶運輸機，上運至主斜井大傾角膠帶運輸機，主斜井膠帶運輸機運至地麵。
井下矸石、材料、設備運輸采用軌道輔助運輸方式。
礦井運輸方式詳見運輸係統示意圖。
一、運輸下山提升設備選擇
采區運輸下山選用DSJ-65/20/2×22P型上運膠帶輸送機2台接力提升，膠帶輸送機參數：設計運輸生產率150t/h，帶速1.6m/s，膠帶寬度650mm，配防爆電動機2台，功率22KW，電壓660V。
DSJ-65/20/2×22P型帶式輸送機技術參數如下：
輸送量：150t/h
帶速V=1.63m/s
帶寬B=650mm
電動機：JDSB-22
電機功率：22KW
輸送長度：400m
六、提升能力驗算
年提煤能力計算為：
A=330×21×100/1.5=46.2萬t/a
式中：330—一年設計330天工作;
10—每天21h淨提升工作時間;
1.5—運輸不均衡係數;
100—每小時平均提升能力，取150t/h的75﹪。
富裕係數46.2 / 26=1.77﹥1.2，可滿足年產26萬t/a的采區提煤要求。
二、軌道下山提升設備選擇
25采區軌道下山斜長490m，平均傾角15°，提升方式采用單鉤串車提升，擔負采區提矸、下料及設備等輔助提升任務，經計算選擇一台JTB-1.2型礦用防爆提升絞車，其主要技術參數如下：
繩速：1.6m/s
鋼絲繩直徑：21.5mm
滾筒直徑：1200mm
滾筒寬度：1000mm
電機功率：55KW
容繩量：660m
第二節 礦井及采區通風設備
一、通風方式及通風係統
礦井通風方式為中央邊界抽出式通風，通風係統為主、副斜井進風，專用西風井(立井)回風，形成了完整獨立的通風係統。
西風井已安裝FBCDZ-NO.22B型防爆對旋式主要通風機兩台(一備一用)，配YBF-355M-8型電機，功率2×160KW，風量4800～5400m3/min，靜壓1800～1400pa。通風機設計有倒轉反風功能，礦井反風效率為63.4%。根據焦作工學院2003年10月通風能力核定報告，礦井通風能力為0.4818Mt/a，單台單級運行情況下，礦井總進風量1460m3/min，礦井總通風阻力82mmH2O柱(800 pa)，通風等級孔1.01m2，礦井通風難易程度屬中等，主要扇風機可以滿足目前礦井生產需求。
井下通風設施齊全，風門兩道正反向均進行聯鎖;掘進工作麵局部通風實現雙風機，雙電源，自動倒台和“三專兩閉鎖”。目前采煤工作麵配風360m3/min，煤巷掘進頭配風200m3/min，礦井總回風瓦斯濃度0.06%,采掘工作麵一般不超過0.2%。
25采區生產時，由主、副斜井、運輸及軌道下山、運輸順槽進風，清洗工作麵後，由軌道順槽、25采區回風上山、集中軌道運輸巷、專用回風立井回風。
二、掘進通風及硐室通風
為保證采煤工作麵的正常接替，設計配備2個掘進頭，采掘麵頭比為1∶2。
由於掘進巷道為獨頭通風，為有效地衝淡並排出掘進產生的有害氣體和粉塵，掘進工作麵采用局部扇風機壓入式通風，乏風進入專用回風下山。
井下硐室獨立通風，采用風窗調節通風，乏風直接引入回風流中。
三、局部扇風機
該礦現有YGT-11kw局部通風機6台，YGT-28kw局部通風機12台，2×15kw局部通風機3台，局扇裝備有 “三專兩閉鎖”裝置，具有“雙風機、雙電源、自動倒台”功能，風筒設置合理。
掘進通風采用礦方原有的YGT-28型局部通風機即可滿足掘進通風的要求。
第三節 采區排水設備
該礦井底車場已設置井底水泵房和水倉等硐室，並且已經安裝5台主要排水泵。設計在25采區下部設置采區水泵房、水倉，設計安裝MD155-30×8型排水泵3台。
采區湧水通過下山水溝或工作麵下付巷臨時水倉排至采區水倉，采區水泵向上排水入大巷水溝，自流入井底水倉，由井底水泵房主排水泵向上排水至地麵，形成礦井二級排水係統。
一、采區泵房排水設備
一、設計依據
正常湧水量： 60m3/h
最大湧水量： 150m3/h
排水高度： -140-(+50)=190m
瓦斯等級： 低瓦斯礦井
二、設備選型
(1)水泵型號、台數
水泵必須的排水能力：
正常湧水時排水量：
水泵選配電機功率180KW，電壓660V，滿足要求。
三、排水時間
正常湧水時，一晝夜排水時間為：
Tr=24Q1/(n1Qn)=24×60/(1×155)
=9.3<20h
最大湧水時，一晝夜排水時間為：
Tm=24Qm/(nmQmn)=24×150/(2×155)
=11.6<20h
式中：n1—正常湧水時，工作水泵台數，1台;
nm—最大湧水時，工作水泵台數，2台;
Qn—正常湧水時，單台水泵小時排水量，155m3/h;
Qmn—最大湧水時，單台水泵小時排水量，155m3/h。
正常湧水時1泵1管工作，排水能力155m3/h，日排水時間9.3h;最大湧水時2泵2管工作，排水能力310m3/h，日排水時間11.6h，均滿足《煤礦01manbetx 》的規定。
二、采區水倉
該采區正常湧水量60m3/h，最大湧水量150m3/h，按《煤礦01manbetx 》規定，采區水倉容量應不小於60×4=240m3。設計主倉容量1200m3，副倉容量500m3，采區水倉有效總容量為1700m3，大於4h采區正常湧水量，能滿足采區湧水量和排水要求，符合《煤礦安全規程》的規定。
三﹑防水設施
防水設施主要是設置防水密閉門。下山采區排水泵房的安全出口有兩個，連接通道設有密閉門，萬一發生礦井突水時可以關閉密閉門以保證水泵房不被淹沒而繼續排水及撤出人員。
一、防水密閉門設置地點
防水密閉門設置在采區排水泵房通往采區下山通道內。
二、設計計算結果
密閉門長度：防水密閉門硐室通用設計水壓7104Pa，加固厚度0.45m。結合密閉門安裝需要，將加固厚度定位0.6m.
密閉門長度：根據1986年通用設計長度為4.5m
密閉門寬度：根據密閉門的寬度和兩邊各加安裝電纜管的寬度確定。
密閉門長度：根據密閉門的高度與硐室結構要求確定。
三、施工及管理要求
硐室采用混凝土砌築，混凝土強度等級不低於C20。采用100mm厚混凝土鋪底。混凝土強度等級不低於C10。密閉門外5m內巷道必須砌镟或采用不燃性材料支護。
第四節 采區壓風係統
一、設計依據
生產期間25采區基本上為煤巷，隻有頂板繞道巷和一些硐室為岩巷或半煤岩巷。因此按一個掘進頭選擇風動設備和壓風設備，並作為壓風自救供風設備。
主要風動設備：鑿岩機、噴漿機並作為壓風自救等。
二、壓風設備選擇
由於該礦生產期間用氣量較小，且集中在井下一個岩巷(或硐室)掘進頭。以前生產中該礦在井下-100m運輸大巷設置一個空氣壓縮機房，布置VFY-9/7-KB型空氣壓縮機三台，其中兩台工作，一台備用，電機功率55kW，設有ADB-250綜合保護裝置。
目前，該礦已在地麵工業廣場新裝LG-20/8G型空氣壓縮機4台，壓力10×105Pa，排氣量20.2m3/min，配套電機功率132kW，電壓380V。壓風管分別采用Φ101.6mm、Φ76.2mm、Φ50.8mm、Φ25.4mm鋼管，管路采用管接頭連接。壓風管由主斜井、-100m運輸大巷鋪設至16采區。壓風管除了供應風動設備用氣外，還兼作壓風自救供風管路。
本次16采區設計利用地麵新裝的空氣壓縮設備作為采區的風動設備動力源及壓風自救裝置風源。
三、 壓風自救係統
為了防止可能產生的瓦斯事故，在25采區生產時，利用設計的生產壓風裝置，建立供安全使用的壓風自救係統。本設計選用ZY-1型壓風自救裝置，其係統供氣壓力：0.3～0.7MPa，呼吸器調節壓力範圍：0.05～0.1 MPa，呼吸器供氣量範圍：30～110 L/min，供氣方式：地麵壓風站。
壓風自救裝置的安裝範圍主要是采煤工作麵的上、下風巷及掘進工作麵，其風源來自位於地麵工業廣場的壓風站。
對壓風自救係統必須由專人進行管理，定期對呼吸袋及管路、閥門等進行清理和維修。在生產時，壓風機應一直保持運轉狀態，使管路內始終有要求的氣壓。
掘進工作麵的壓風自救裝置必須采用隨班跟進的方法，每班交接班時必須檢查自救裝置的運行狀況。
第五節 采區供電與通信
一、采區用電負荷
一、采區用電總負荷統計
采區設計用電負荷統計見表6-5-1。根據采區用電負荷統計，采區總裝機容量990.5KW，正常湧水量時總工作容量639.5KW，最大湧水量時總工作容量749.5KW。采區電力負荷計算結果如下(括號內為最大湧水量時負荷)：
計算有功功率：401.35(478.35)kW
計算無功功率：258.63(297.9)kvar
計算視在功率：478.09(564.53)kVA
功率因數：0.831(0.835)。
二、采區用電分負荷統計
根據有關規定，在采區供電中，對局部扇風機、瓦斯抽放泵等設備須使用專用變壓器、專用線路供電。
故采區用電分負荷統計的結果為(最大湧水量時的視在功率)：
局扇負荷：60KVA
瓦斯抽放泵負荷：82.32KVA
生產用負荷：422.21KVA
二、采區供配電
礦方目前已有KBSGZY-500/10/0.69型變壓器一台、KBSGY-315/10/0.69型變壓器一台、KBSG-T-100/10/0.69型變壓器一台。本次16采區供電設計，利用原有的一台KBSGZY-500/10/0.69型號的變壓器，做為主用變壓器，利用原有的一台KBSGY-315/10/0.69型號的變壓器，做為備用變壓器。利用原有的一台KBSG-T-100/10/0.69型變壓器作為局扇專用變壓器使用。另選用一台KBSG-T-100/10/0.69型變壓器作為瓦斯抽放泵專用變壓器使用。
16采區變電所設在采區中部，由井下中央變電所10KV高壓下至采區變電所。采區主要低壓設備采用660V電壓等級供電。
16采區變壓器選擇見表6-5-2。
三、井下低壓配電係統
井下主要動力設備采用660V電壓供電，手持式電氣設備采用127V電壓供電，井下照明采用127V電壓。因此采區變電所以660V電壓向運輸下山第二部膠帶機、采煤工作麵、運輸順槽、軌道順槽及掘進頭設備等用電負荷供電。屬於16采區的軌道下山絞車、運輸下山第一部膠帶機等設備，由於距運輸大巷很近，還利用運輸大巷附近老變電所供電。其餘采區電器設備均由16采區變電所供電。
一、幹線、支線電纜選擇
幹線電纜：MYJV42-10000 3×50 1300M
支線電纜：由各饋電開關向分組用電設備供電的幹線電纜，考慮到機械強度及固定敷設的需要，主要選用MVV22-1000型煤礦用聚氯乙烯絕緣電纜。
二、配電設備
根據《安全規程》的有關規定，采區須選用礦用防爆型配電設備。考慮到目前礦上還有12台BGP47-10礦用隔爆高壓真空配電裝置，故高壓入線開關不再更換型號，使用BGP47-10防爆開關。采區變電所低壓配電總開關選用具有漏電保護功能的BKD型饋電開關，其它分線開關使用礦上已有的礦用隔爆型的DW80
型開關。
由於井下低壓防爆開關的使用數量較多，根據《煤礦安全規程》的有關規定，對該類防爆控製供電設備及附件的選擇和使用主要考慮優先使用礦上已有的設備且遵循以下原則：
(1)低壓母線入線及聯絡控製，選用BKD5-630Z/660、BKD5-400Z/660型礦用隔爆漏電保護(智能型)真空饋電開關。
(2)視所帶負荷及用途的需要，支線饋電開關選用BKD5或DW80型礦用隔爆自動開關。
(3)一般用電設備的控製，如刮板輸送機、噴霧泵站、小水泵等使用礦上已有的QBZ-80/660或QBZ-120/660型磁力起動器。
(4)需要反轉的設備，如回柱絞車、調度絞車的控製，選用QBZ-80N或QBZ-120N型磁力起動器。
(5)對超過40kw的大功率設備，如下山皮帶、排水泵等，選用具有斷相保護功能的BQD4型真空磁力起動器。
(6)局扇因需要裝設風電閉鎖裝置，選用QBZ-80型磁力起動器，而不選用手動開關。
(7)煤電鑽控製選用具有檢漏、漏電閉鎖、短路、過負荷、斷相、遠距離起動和停止煤電鑽功能的BZZ-4型煤電鑽綜合保護裝置。
(8)照明和信號控製選用具有短路、過載和漏電保護功能BZ80-2-5Z型照明信號綜合保護開關。
礦井原有防爆開關、防爆啟動器應按照新的井下供電係統設計，配套使用在相關電器設備上。數量不足或者沒有的，應予以補充購置。
三、井下固定照明及保護接地
井下照明電源引自采區變電所，照明變壓器為BZ80-2-5Z、660/127V，照明電壓為127V，照明燈具為DSG35/127型，照明電纜為YC-500型。
采區保護接地應遵照《煤礦安全規程》第482～487條的有關規定設置，使井下形成一個完整的保護接地網。主接地極應在主副水倉中各埋設1塊。變電所、裝有電氣設備的硐室、每個低壓配電點、連接動力電纜的金屬連接裝置等地點，均應安裝局部接地極。所有電氣設備的保護接地裝置(包括電纜鎧裝、鉛皮、接地芯線)和局部接地極裝置，應與主接地極連接成一個總接地網。
第六節 采區安全生產監測監控
本礦井為低瓦斯礦井，煤塵有爆炸危險，煤層不易自燃。為了準確及時地了解井下環境狀況，防止惡性事故的發生，並為生產調度及時提供各種設備的運行狀況，有效地指揮生產，25采區利用礦井設置的KJ101N型煤礦安全生產監控係統，滿足礦井安全及生產監測的需要。
根據《煤礦安全規程》《礦井通風安全監測裝置使用管理規定》的相關要求布置各類傳感器。
一、回采工作麵傳感器選型及配置:
25采區配有1個采煤工作麵，傳感器選配如下：
一、在工作麵回風巷中(回風順槽距回采麵10m處)，設置智能低濃度瓦斯傳感器，其報警值為≥1%CH4，斷電值為1.5%CH4，斷電範圍為工作麵及其回風巷中全部非本質型安全電氣設備;複電值為<1%CH4。
二、在回采工作麵回風巷中(回風及運輸順槽尾部距聯絡巷15m處)設置一氧化碳傳感器。
三、在回采工作麵饋電開關處設置饋電傳感器
二、掘進工作麵傳感器選型及配置
井下采區共配有2個煤巷掘進工作麵，傳感器的選配如下：
一、在掘進工作麵中(距掘進頭5m內)，設置智能低濃度瓦斯傳感器，其報警值為≥1%CH四、斷電值為≥1.5%CH四、斷電範圍為掘進巷中全部非本安電器設備，複電值為<1%CH4;
二、掘進工作麵設置饋電狀態傳感器及斷電控製器，實現送風、電氣設備和瓦斯濃度構成風—電—瓦斯閉鎖;
三、在掘進工作麵的回風流中，設置智能低濃度瓦斯傳感器，其報警值為≥1%CH四、斷電值為≥1.0%CH四、斷電範圍為掘進巷中全部非本安電器設備，複電值為<1%CH4;
三、其它地點傳感器的選型及配置
一、在總回風巷的測風站附近設置風速傳感器、CH四、CO傳感器;
在膠帶機的機頭機尾硐室各設置一套DMH自動滅火係統和CO、WD傳感器。
二、設備開停傳感器配置
工作麵和運輸順槽運輸設備1個;
下山膠帶運輸機2個;
軌道下山絞車1個;
水泵房3個;
掘進頭局扇4個。
三、風門狀態5組。
四、傳感器的調校及維修
安全監控設備必須定期進行調試、校正，每月至少1次。各類傳感器應按使用說明書要求定期調校。安全監測設備發生故障時應及時處理，在井下連續運行6～12個月，須將井下部分設備運到井上進行全麵檢修。
各類傳感器備用量按使用量的10～25%考慮(注：至少一個)，並適當考慮不可預見因素。
第七節 采區通信
礦井安裝了一部JSY-2100型程控電話交換機，並與外線連接。
程控電話交換機裝機容量160門，調度室至各分站設中繼線，電話可直接進行井上下聯係。通訊網選用KYVD型自承式電話電纜，並與室外照明同杆架設。
井下通訊選用GB-3A型隔爆共電式電話機，安裝在井底車場、軌道上山，采掘工作麵等地點，確保井上、下聯係，電話電纜選用HVYV31型。
第六章 采區通風
第一節 風量計算與風量分配
根據《煤礦安全規程》和《煤炭工業礦井設計規範》知，礦井風量，可分別按照瓦斯湧出量、使用炸藥量和井下最多工作人員進行計算，取其中的最大值確定礦井的需風量，確保工作麵安全生產和良好的工作環境。
(一)按最大班下井人數需風量進行計算
Q礦井=4NK=4×150×1.15=690m3/min=11.5m3/s
式中： Q礦井——礦井總供風量，m3/min
4——每人每分鍾供風標準，m3/min.人
N——井下同時工作的最多人數，人，根據生產情況，本礦最多每班入井人數為75人，考慮到交接班時，故井下最多人數按150人計算。
K——礦井通風係數，包括礦井內部漏風率和分配不均勻等因素。采用壓入式或中央並列式通風時，可取1.20-1.25;采用中央分列式或混合式通風時，可取1.15-1.20;采用對角式或邊界式通風時，可取1.10-1.15。上述備用係數在礦井產量T≥90×104t/a時取小值;T<90×104t/a時取大值。根據本礦特點取1.15。
(二)按瓦斯湧出量及總回風流中的瓦斯濃度不超過0.75%計算
Q礦井=100×T×q瓦×K/(0.75×24×60)
=0.0926×T×q瓦×K
=0.0926×910×5.165×1.9
=826.94m3/min
≈13.78m3/s
式中： Q礦井——礦井總供風量，m3/min;
T——礦井平均日產量，取910t;
q瓦——礦井瓦斯平均相對湧出量，取5.165m3/t.d;
K ——風量備用係數，取1.9。
(三)按采煤、掘進、硐室等處實際需風量計算
Q礦井=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K
式中： Q礦井——礦井總供風量，m3/min;
∑Q采——回采工作麵實際需風量的總和，m3/min;
∑Q掘——掘進工作麵實際需風量的總和，m3/min;
∑Q硐——獨立通風硐室實際需風量的總和，m3/min;
∑Q它——除采掘硐室外其他需風量的總和，m3/min。
K——礦井通風係數，取1.15。
1、回采工作麵需風量計算
回采工作麵按瓦斯(二氧化碳)湧出量、工作麵溫度、同時工作的最多人數、炸藥用量分別計算，取其中最大值，並用風速驗算。
①按回采工作麵瓦斯湧出量計算
Q采=100q采絕×KCH4m3/min
=100×3.34×1.5=601.2m3/min
式中：Q采―回采工作麵需要風量，m3/min;
q采絕―回采工作麵回風巷風流中瓦斯的平均絕對湧出量，
取3.34m3/min;
KCH4―采麵瓦斯湧出不均衡通風係數，炮采1.4～2.0，
取1.8;
②按回采工作麵溫度選擇適宜的風速進行計算
Q采=60×V采×S采×Ki
=60 ×1.8×6.4×1=691.2m3/min=11.52m3/s。
式中： V采―回采工作麵風速,取1.8 m/s;
S采―回采工作麵的平均斷麵積，6.4㎡;
Ki—工作麵長度係數;取1;
③按回采工作麵同時作業人數計算需風量
Q采≥4N m3/min
Q采≥4×60×2=480m3/min=6m3/s。
式中：N—井下同時工作的最多人數，按交接班時計算，每班60人;
④按回采工作麵炸藥消耗量計算需風量
按一次最多炸藥消耗量計算：
Q采≥25A
Q采>25×10.0=250m3/min。
式中：A—一次爆破炸藥取最大用量10.0kg
取最大值，即按回采工作麵溫度選擇適宜的風速進行計算取值，回采工作麵風量為691.2m3/min。
⑤回采工作麵風速驗算：
《煤礦安全規程》規定，采麵最高、最低風速為4 m/s和0.25 m/s。
則最大風量：
Qmax= V采×S采=4×60×6.4=1536m3/min
則最小風量：
Qmin= V采×S采=0.25×60×6.4=96m3/min
而Q=691.2m3/min有：
96m3/min<691.2m3/min<1536m3/min
滿足《規程》關於風速的規定。
故回采工作麵風量取最大值691.2m3/min。
2、掘進工作麵
采區按2個煤巷掘進工作麵配備風量;每個掘進工作麵供風量：300m3/min。本礦井設計12采區布置兩個煤巷掘進工作麵。
故∑Q掘=2×Q掘=2×300=600 m3/min。
3、硐室需風量
硐室用風量：25采區絞車房120 m3/min，25采區變電所120m3/min，25采區泵房120m3/min。
∑Q硐室=120+120+120=360m3/min
4、其他需風量
其他用風量主要考慮皮帶運輸平巷、軌道運輸平巷等巷道的通風，設計配風180 m3/min。
∑Q其他=180m3/min
5、礦井總需(供)風量
根據以上計算，礦井總需(供)風量計算如下：
Q礦井=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K
=(691.2+600+360+180)×1.15
=1858.2m3/min=30.97m3/s。
綜合以上計算，考慮本礦井風路較長，且礦井需風點不集中以及采區需風量的不均衡性等因素，本變更設計確定礦井需風量為38 m3/s。
(四)風量分配
風量分配原則是分配到各用風地點的風量，不低於計算出的需風量。使各用風地點的風速符合《煤礦安全規程》規定。礦井技改完成後的初期為主、副斜井同時進風，通過皮帶運輸巷及軌道運輸巷進入12采區，由西風井回風。根據礦井實際情況，設計主斜井進風量為17m3/s，副斜井進風量為21m3/s。
礦井最小負壓時期風量分配表
表5-2-2
用風地點實際配備風量(m3/s)作業點個數
工作麵121
變電所2.01
泵房2.01
絞車房2.01
掘進頭2×82
其它41
合計38
礦井最大負壓時期風量分配表
表5-2-3
用風地點實際配備風量(m3/s)作業點個數
工作麵121
泵房、變電所3.01
絞車房3.01
掘進頭2×82
其它41
合計38
第二節 風量調節的方法和措施
礦井通風設施主要有井口防爆門、風門、調節風窗等設施。
防止礦井漏風的主要措施：
1、風井井口配備防爆門，正常情況下起密封井筒作用。萬一井下發生爆炸事故時，防爆門被氣流衝開，降低爆炸衝擊波對風機的破壞性。
2、通風設施保證質量，加強管理，每組風門設施至少要有兩道，均為正向和反向風門組成，滿足反風要求，風門要深入巷道圍岩內，磚砌門牆要用水泥砂漿抹麵。風門不得設置在斜巷內。
3、通風設施齊全，設有風門、調節風窗等，能有效地控製風向和供風量;所有通風設施要牢固可靠，並要加強管理和維修，保證正常使用。
4、進、回風巷道間應保持一定的距離，盡量少開聯絡巷道。
降低風阻的主要措施：
1、選擇摩擦阻力係數較小的支護方式，注意施工質量和維修質量，盡可能使井巷壁麵平整光滑。主要井巷可以采用料石砌镟支護方式;對於錨噴支護的巷道要使壁麵平整;對於用棚子支護的采區巷道，要使支架整齊、背好幫頂。
2、適當擴大井巷斷麵，會顯著降低井巷摩擦阻力。
3、注意降低局部阻力，即盡可能避免巷道斷麵突然擴大或縮小;避免拐90°的彎，在拐彎處的內側和外側要做成斜麵或園弧形，拐彎半徑盡可能加大;避免突然分叉和突然彙合，在分叉和彙合處的內側要做成斜麵或園弧形。對於風速大的局扇風筒，要懸掛平直，拐彎的彎曲半徑盡可能加大。
4、在主要運輸巷道內不得隨意停放車輛、堆積木材或器材，巷道要定期清理擁塞的雜物。
第七章 安全生產措施
第一節 瓦斯災害防治
該礦屬低瓦斯礦井，根據平煤集團通風實驗室鑒定結果，煤塵具有爆炸性，煤層不易自燃。隨著開采深度的增加，瓦斯含量和湧出量會有所增大。
該礦在采掘過程，應加強礦井通風和瓦斯監測工作。煤層掘進工作麵實行雙電源、雙風機和風電、瓦斯電閉鎖，杜絕隱患，以免造成不應有的損失，保證礦井安全生產。
一、預防瓦斯事故技術措施
一、堅持貫徹執行《國務院關於預防煤礦安全生產安全事故的特別規定》和《關於堅決整頓關閉不具備安全生產條件和非法煤礦的緊急通知》文件精神以及主管部門的有關部門指令、文件等，樹立職工安全生產意識，提高安全覺悟。健全安全、通風及專門檔案機構，配齊有關人員，加強安全領導工作。明確各職能部門的職責，強化通風、生產、技術、機電等各職能部門的管理職責。
二、加強對工人預防瓦斯知識教育，提高職工安全管理素質，增強工人對瓦斯事故的認識和礦井的抗災能力。
三、加強通風設施管理，減少漏風，合理布置通風線路，提高有效風量，合理計算和分配風量，保證采、掘工作麵及各硐室有符合《規程》要求的足夠風量，對不符合《規程》要求的風路、風速要及時調整，完善掘進工作麵裝備係列化。
四、班組長以上管理幹部入井必須隨身攜帶便攜式瓦斯報警儀，所有入井人員必須佩帶自救器，以增強礦井抗災能力。
五、巷道貫通時嚴格按照《貫通措施》和《煤礦安全規程》之有關規定執行。
六、搞好機電設備標準化，保證機電設備完好率，嚴禁失爆電器入井。
七、嚴禁在無風、微風或瓦斯超限情況下作業。
八、巷道接近地質變化帶、采空區及老巷前，必須加強有害氣體檢查，杜絕在瓦斯超限情況下作業。
九、各特殊工種必須經過專門技術培訓，考試合格後，方能持證上崗。
十、加強通風管理，在製定掘進巷道作業規程時，合理設計確定風量、巷道斷麵等有關技術參數，保證掘進期間和以後的通風服務需要。掘進工作麵的局扇安裝必須符合規程要求，風筒嚴禁有漏風現象，並指定專人負責管理，實行分班掛牌管理製度。
十一、采煤工作麵上風巷、下機巷超前支護不應少於20m。失修巷道要及時維修、清理，保證通風斷麵。
十二、瓦斯檢查員應盡職盡責，對每班的瓦斯濃度及其它有害氣體檢查不得少於2次，必須執行瓦斯巡回檢查製度和請示報告製度，並認真填寫檢查班報，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。必須在井下指定地點交接班，並有記錄可查，不準空班、漏班、假報數據。工作麵CH4濃度檢查必須執行“三對照 ”原則。瓦斯濃度超過《規程》規定時，瓦檢員有權令現場人員停止工作，並撤到安全地點。瓦斯日報和通風調度日報送公司總經理、公司總工程師審閱。
十三、加強通風設施管理，對有損的通風設施必須及時修理，嚴防風流短路。
十四、因臨時停電或其他原因造成局部停風時，嚴禁在停風或瓦斯超限的區域內進行作業。
十五、采掘工作麵及其它作業地點風流中瓦斯濃度達到1.0%，必須停止電鑽打眼，爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1.0%，嚴禁爆破。
十六、采掘工作麵及其他作業地點風流中，電動機及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，必須停止作業，切斷電源、撤出人員，進行處理。
十七、采掘工作麵及其他巷道內，體積大於0.5m3的空間體積聚的瓦斯濃度達到2.0%時，附近20m以內必須停止工作，撤出人員，切斷電源，進行處理。
十八、臨時停工的地點，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，並向公司調度室報告。
十九、使用局扇通風的工作麵，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，隻有在局扇及其開關附近10m以內風流中的瓦斯濃度不超過0.5%時，方可人工開啟風扇。
二十、局扇因故停止運轉，在恢複通風前，必須首先檢查瓦斯，隻有停風區中最高瓦斯濃度不超過1.0%和最高CO2濃度不超過1.5%，且符合第二十條開啟局扇的條件時，方可人工開啟局扇，恢複正常通風。停風區中瓦斯濃度超過1.0%或CO2濃度超過1.5%，最高瓦斯濃度和CO2濃度不超過3.0%時，必須采取安全措施，控製風流排放瓦斯。
二十一、加強通風管理，使井下各地點瓦斯濃度不超過《規程》規定，是防止瓦斯積聚和爆炸的一項極為重要措施，必須做到以下幾點：
(1)建立合理、完善的通風係統，做到穩定，連續的向井下所有地點供風，並保持足夠的風量。
(2)實行分區通風。
(3)及時建築和管理好通風構築物，要保證規格質量，並經常檢查維修。以保持完好，根據需要及時調整風量。
(4)加強局部通風管理。
(5)巷道貫通後及時調整通風係統，嚴防風流短路或風量不足引起瓦斯積聚。
(6)及時處理局部地區積聚的瓦斯。
二十二、防止引燃瓦斯對防火的要求應采取以下措施：
(1)防止出現明火。
(2)防止出現電火花。
(3)防止出現炮火。
(4)防止出現其他火源。
(5)井下使用的電氣設備必須符合《規程》的要求。
二十三、加強和搞好瓦斯管理是防止瓦斯爆炸的關鍵環節，必須做到以下幾點：
(1)健全機構，完善製度，配足瓦斯檢查人員，還必須建立一套較完善的瓦斯檢查與管理製度，並認真執行。
(2)強化現場瓦斯檢查，處理局部瓦斯積聚，嚴禁超限作業。
(3)建立安全監測機構，按規定安設瓦斯檢測報警斷電裝置，並及時檢查維護，保證靈敏可靠和正常運行。
(4)嚴格執行《規程》有關瓦斯檢查與管理的各項規定，嚴格執行“一炮三檢”製度，巷道貫通以及盲巷管理等規定都必須嚴格遵守。
二十四、掘進工作麵的局部通風機應采用三專供電，也可采用裝有選擇性漏電保護裝置的供電線路供電，但每天應有專人檢查一次，保證局扇可靠運轉。
三、隔爆水棚設計
隔爆措施主要是設置岩粉棚、水棚，撒布岩粉，自動式防爆棚以及隔爆水幕等，起到隔爆的作用。本設計主要采用水棚作為隔爆措施，其原理是利用水在爆炸高溫下汽化為霧帶並吸收爆炸時產生的大量熱量、熄滅火焰並阻止爆炸波的傳播。
一、隔爆水棚的結構與選型
我國現在使用的水袋主要是40L規格，采用具有一定強度，耐溫95度以上聚乙烯、苯乙烯複合帆布等材料製作。
二、水棚的計算與布置
①總水量
G=g×s=200×5.5=1100L
式中：G—總水量，L;
g—每平方米巷道所需水量，主要巷道400 L /m2，一般巷道200 L /m2;
s—巷道斷麵，m²。
②每架水袋水量
設計選用水袋，每個容量40 L，每架2個水袋80 L;
③水棚架數
1100
÷80≈14(架) 取14架
④水棚區的長度與布置
水棚區的長度
L=n·c=14×2=28m
式中：L——水棚區的長度，m;
n——水棚的架數，架;
c——水棚的間距，本設計按2m。
隔爆水棚布置方式有集中布置和分散布置，本設計采用分段集中布置方式，采區連接運輸大巷、回風大巷的各石門各1處;采煤工作麵運輸順槽、軌道順槽各布置2處;掘進工作麵每頭1處。共需布置7處，每處隔爆水棚長28m，各布置14架水棚。
三、水棚的安裝
架設高度不小於1.8m，需要挑頂、擴大巷道斷麵，水棚應保持同一高度;水袋邊緣與巷壁、支架不小於0.2m。距巷頂大於0.6m;每一架水棚之間的間隙與水袋同支架或巷道壁之間的間隙之和小於1.5m;水棚的棚區長度為28m。
四、水袋的架設
水棚是由水袋和支撐水袋的托架組成，可用角鋼或槽鋼焊接而成，然後再固定在巷道或金屬支架上。
五、水棚給水係統
水棚給水係統同灑水係統相連，應定期檢查給水係統。
第二節 粉塵災害防治
該礦屬低瓦斯礦井，根據平煤集團通風實驗室鑒定結果，煤塵具有爆炸性，煤層不易自燃。因此本設計按煤塵具有爆炸性危險進行設計，采取必要的防治措施。生產中應采取有效的防、隔爆措施，確保職工與礦井安全。
一、設置消防灑水管路係統
該礦製定了礦井綜合防塵製度和防煤塵爆炸措施，在地麵工業廣場建有200m3的地麵消防灑水水池，通過副斜井敷設的Φ108mm鋼管路至井下，分接Φ50.8mm鋼管通達井下所有作業地點。本次25采區設計主管道繼續使用原來的消防灑水係統，對采區內的管路重新進行了布置。防塵管路每隔50m設立了三通閥門，煤炭的轉載點設有灑水噴霧裝置，形成完善的消防降塵灑水管網。
二、預防煤塵事故的技術措施
一、建立礦井綜合防塵機構，健全防塵措施製度，完善防塵灑水係統，組織廣大職工認真學習《煤礦安全規程》，認清粉塵危害，提高防塵意識。
二、采煤工作麵放炮必須使用水炮泥，凡采煤工作麵人員，必須佩戴防塵口罩。
三、皮帶煤倉上口、所有溜子、皮帶及采煤工作麵機頭等各個轉載點處及采麵回風巷，掘進巷道等井下各個煤炭運輸及轉載部位均安設有防塵供水管路和噴霧設施，這些防塵降塵設備的使用、管理與維護由機電隊及采、掘、修區隊具體負責。
四、礦井所有煤倉、溜煤眼都應保持一定的存煤，不得放空，溜煤眼不得兼作風眼使用。
五、掘進岩巷、半煤岩巷、煤巷時，都必須采用濕式鑿眼，衝刷壁幫，使用水炮泥和放炮後灑水噴霧。如果采用幹式鑿眼必須采取捕塵措施。
六、加強通風管理、合理分配風量，嚴格控製采麵風速，減少煤塵事故發生。
七、對井巷定期進行清掃，衝洗巷壁，所有運輸巷、回風巷中必須灑布岩粉，防止煤塵飛揚。
八、在礦井主要回風巷必須安裝有固定岩粉棚或隔爆水幕等防止粉塵事故擴大設施，應在采煤工作麵回風巷設置隔爆水棚，其容水量：主要水棚400kg/m2 ,輔助水棚200kg/m2。
九、煤礦要組織縣級以上衛生部門，定期對職工進行全麵塵肺病檢查，並建立職工健康檔案。
十、嚴格按照(《煤礦安全規程》第151條～156條之相關規定執行。
三、隔爆措施
本設計將防止瓦斯爆炸與煤塵爆炸統一考慮，采用同一隔爆措施，設計選用隔爆措施主要是設置隔爆水棚。
第三節 采區防滅火
礦井製訂了防滅火安全技術措施，對井上下所有要害場所的滅火管理作了詳細規定。對井下電氣焊作業的，實行安全技術措施審批製度。井下機電設備硐室以及采掘工作麵附近的巷道中，備有滅火器材。對井下消防器材經常檢查，失效損壞的消防器材及時更換。
一、開采方麵的措施
一、采區絞車房、水泵房和水倉等主要布置在岩層中，采用錨噴或砌镟支護(不燃性)支護。采區各條下山采用錨噴或U型鋼支護，對服務年限較長的巷道煤幫噴混凝土砂漿及時封閉，避免煤層直接暴露而氧化。
二、采煤工作麵采用走向長壁采煤法，後退式開采，全部陷落法管理頂板;按《煤礦安全規程》的規定工作麵上、下順槽設防火門，回采結束及時密閉采空區，防止向采空區漏風。
三、采區邊界、下山等都預留了隔離保護煤柱，避免了相互串風、漏風。
二、通風措施
一、礦井通風係統為主、副斜井進風，回風立井回風的中央邊界式通風，形成了完整獨立的通風係統。設計內部漏風較少，有利於瓦斯的管理。
二、采煤工作麵為全負壓“U”形通風方式，進、回風巷清理平整，盡可能降低通風阻力，工作麵停采後及時進行密閉，密閉設置在圍岩保持完好的地點，避免向采空區漏風。
三、主扇反風可滿足全礦井反風要求。
三、安全檢測係統
礦井配備KJ101N安全檢測係統，要保證該係統正常運行，在井下主要巷道和硐室、采掘工作麵等地點安設CO與溫度檢測探頭，對井下工作麵及掘進頭的CO與溫度實時監控，一旦超標，監測係統能及時報警並切斷井下非本安電器設備的電源。
四、電氣事故引起的火災防治措施及裝備
一、井下機電設備硐室火災防治措施
井下所有硐室及通道均采用料石支護或錨噴支護，主要硐室設有密閉門、防火門、柵欄門，配有滅火器材等。
二、井下電氣設備的防火措施
井底、采區變電所雙回路電源取自地麵變電所不同母線段，當某一回路停電時，另一回路能擔負井下全部負荷。井下供電的變壓器中性點嚴禁接地。為了防止地麵雷電波及井下，通信線路及安全監控線路在入井處裝設防雷電裝置等。
根據《安全規程》的有關規定，井下變電所低壓配電設備選用礦用防爆型開關及具有漏電保護功能的饋電開關等配電設備。
三、井下電纜
井下電纜均為取得煤礦礦用產品安全標誌的阻燃電纜。
電纜敷設：電纜均沿巷道壁懸掛敷設。在井下水平或傾斜巷道中，電纜懸掛在人行道的另一側;在運輸巷道中敷設電纜，應盡可能在距軌道遠的一側。井下巷道內的電纜，沿線每隔一定距離、拐彎或分支點以及連接不同直徑電纜的接線盒兩端、穿牆電纜的牆的兩邊都應設置注有編號、用途、電壓和截麵的標誌牌。在總回風巷和專用回風下山中不應敷設電纜。
電纜的連接：電纜同電氣設備的連結，使用同電氣設備性能相符的接線盒;不同型號電纜之間使用符合要求的接線盒、連接器或母線盒進行連接;同型電纜之間直接連接時，橡套電纜的修補連接必須采用阻燃材料進行硫化熱補或與熱補有同等效能的冷補。在地麵冷補或熱補後的橡套電纜，必須經浸水耐壓試驗，合格後方可下井使用。在井下冷補的電纜必須定期升井試驗。塑料電纜連接處的機械強度以及電氣、防潮密封、老化等性能，應符合該型礦用電纜的技術標準。
四、井下電氣設備的各種保護
井下單獨設接地網進行保護，接地網上任一保護接地點的接地電阻值不大於2歐姆。井下低壓電動機控製設備具有短路、過負荷、接地和欠電壓釋放保護;井下由配電點引出的饋電線上，裝設短路、過負荷和漏電保護裝置;低壓電機的控製設備具有短路、過負荷、單相斷路、漏電閉鎖保護裝置及遠程控製裝置;采區變電所的低壓饋電線上，均裝有檢漏保護裝置或有選擇性的檢漏保護裝置，發生漏電時能自動斷電。127V用電設備的控製器還具有漏電閉鎖功能。所有的電動機，采用真空電磁起動器控製。
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，應與主接地極連接成1個總接地網。主接地極應在主、副水倉中各埋設一塊。主接地極應用耐腐蝕的鋼板製成，其麵積不小於0.75㎡、厚度不得小於5mm。
五、帶式輸送機著火的防治措施及裝備
井下膠帶輸送機應使用阻燃膠帶，設置運輸信號係統，設置驅動輪防滑保護、煙霧保護、溫度保護和堆煤保護等綜合保護裝置，設置自動灑水裝置和防膠帶跑偏裝置，機頭機尾硐室設置自動滅火係統、火災報警裝置以及監測監控裝置。
六、其它火災的防治措施及裝備
一、防止地麵明火引入井下火災的消防措施
(1)主、副斜井為進風井，為了防止井口明火引發進入井下火災，井口房內禁止堆放易燃、可燃物。井口房設靈活操作的防火門，正常狀態下打開;井口外發生火災時，可迅速關閉防火門，阻斷明火隨風進入井下的通道。
(2)地麵、井下設有消防材料庫，庫內按規定儲存有消防器材。
二、防止井下爆破材料引發火災的措施
(1)井下爆破材料必須選用正規廠家的合格產品，並經檢驗後方可下井，且必須分批次，分品種放在爆破材料庫內。
(2)井下爆破材料的使用必須嚴格管理，使用前由放炮員專人領取，當班未用完的必須送回爆破材料庫保存，嚴禁丟失。
(3)必須采用毫秒電雷管，濕式鑽眼水炮泥封孔、填實，放炮前後必須檢測瓦斯等有害氣體，並對周圍物料進行清理，嚴禁堆放易燃物品，防止因放炮而引發火源。
三、消除其它火源，如斜巷跑車和金屬強烈碰撞產生的電火花。
四、防止地麵雷擊波及井下
為了防止地麵雷電波及井下線路，在變電所進線段設避雷線，在變電所各段母線上均設避雷保護。主斜井、副斜井井口房和井架采用避雷針和避雷帶進行保護，其接地裝置為建築物基礎或鋼帶接地極，接地電阻應符合規範要求。監控總線的井上傳輸接口，將井上、下線路分成兩路。另在通往井下的線路上設置井下傳輸接口，防止井上雷電等竄入井下。
五、消除電氣失爆
井下使用的所有電氣設備，都必須按規定選型，電氣防爆設備要及時檢查修理，嚴禁失爆，切實把好“電氣設備關、安裝使用關、維修檢修關”，保證電氣設備的防爆性能和綜合保護的靈敏可靠性，杜絕“雞爪子、羊尾巴、明接頭”等不合格的電源接頭。
七、井下消防灑水係統
井下消防和灑水采用同一供水管道係統，在主、副斜井井底、井底車場、采區下山，運輸順槽、軌道順槽，井下消防材料庫、爆破器材庫附近均設置SN50消火栓，供消防灑水用。機電硐室等配置滅火器材等防火設備。
八、火災檢測及防滅火裝置
火災檢測設計主要從兩方麵：以KJ101N監測監控係統為主，多種儀器輔助檢測，如一氧化碳檢定器、標準氣樣配氣配置。防滅火的方式有以下幾種：機電硐室配置防火門及滅火器材，設置井上、下消防灑水係統。按要求使用好這些係統和設備，能有效的預警、預報和防治礦井火災。
九、井下其它防火措施
1、井下和井口房不得從事電焊、氣焊或噴燈等焊接工作。如果必須在井下主要硐室、主要進風巷和井口房進行電氣焊時，每次必須由從事單位製定特殊安全技術措施，經總經理批準，由總經理指定專人在現場檢查和監督，還必須遵守《煤礦安全規程》的有關規定。
2、井巷和硐室內不準存放汽油、煤油和變壓器油等;使用的潤滑油、棉紗、布頭和紙必須放在蓋嚴的鐵桶內。用過的棉紗、布頭、紙也必須放在蓋嚴的鐵桶內，並由專人定期送往地麵處理，不準亂扔亂放。嚴禁將剩油、廢油潑灑在井巷和硐室內。
3、加強炸藥、雷管管理製度，禁止使用變質失效炸藥、雷管，放炮時嚴格按《煤礦安全規程》要求裝填炮泥進行放炮。
4、井下清洗風動工具，必須在專用硐室內進行，並用不燃性和無毒性洗滌劑。
5、井下嚴禁使用燈泡和電爐取暖。
6、所有地麵要害地點和井下工作人員都必須熟悉本職工作區域內滅火器的存放地點。
7、完善采麵機巷、風巷的防塵、滅火管路，管路保持每5 0米安裝防塵、防火接頭。各轉載點必須備有一根長度不少於2 0米的活動防火管路。
8、工作麵結束後采空區密閉每10天進行一次檢查，並定期每季度取樣化驗一次，發現溫度超過30℃時，必須查明原因，及時處理。
9、必須建立專職防塵、防火組織，堅持防塵、灑水、防火工作經常化，製度化。
10、嚴格按照《煤礦安全規程》215條～250條有關規定執行。
第四節 采區防治水
一﹑井下探放水措施
(一)探放水原則
礦井生產過程中必須嚴格執行“有掘必探、先探後掘，先治理、後生產”的探放水原則。在如下情況要嚴格采取探放水措施：
(1)接近水淹區或可能積水的井巷、老窯或相鄰煤礦時;
(2)接近含水層、導水斷層、溶洞、裂隙帶和導水陷落柱時;
(3)打開隔離煤柱放水時;
(4)接近可能和河流、湖泊、水庫、蓄水池等相通的斷層破碎帶;
(5)接近有出水可能的鑽孔時;
(6)接近有水的采煤工作麵或稀泥灌漿區;
(7)采動影響範圍內有承壓水又存在隔水岩柱厚度不清時;
(8)采、掘工程接近其它可能突水地段時。
(二)探放水設備
根據本礦的具體情況，探放水設備采用原有探水鑽2台。
二﹑地表防治水措施
1、地表水防治設計依據
礦區屬低山丘陵區，在井田內縱向衝溝較發育，平時為幹溝，雨季泄水條件良好，有利於大氣降水的逕流及排泄。
2、地表水防治
該礦工業廣場地勢相對較平坦，井口、風道口、工業場地重要建築物及生產設施位置均高於曆史上最高洪水位，不受洪水威脅。汛期工業場地內雨水排入場外河溝，地麵無積水。
井田內無地麵水體，采空塌陷區不明顯，地麵塌陷區雨後積水靠自然衝溝排泄。礦上成立有防洪組織機構，組織成員分工明確，能夠對地麵塌陷區、廣場及周邊防洪溝定期檢查疏通，防洪物資滿足應急需要，做到了預防為主，地麵防排水係統符合要求。
3、其它防治水措施
一、定期對井底、采區泵房水泵及其它電氣設備進行全麵檢修，並搞好水倉的清理工作。
二、每年礦井應搞一次排水設備設施的總能力測驗，以檢驗礦井的總排水能力是否滿足礦井預防水災要求。
三、在工作麵掘進時，應注意地質變化和遇有突水的可能，必須提前做好地質預報工作。對有可能發生突水危險的掘進工作麵，要專門召開專題會議進行研究，及時采取相應措施。在掘進中要求：
①地測人員經常下井觀測，收集地質資料，及時預測前方地質構造情況;
②施工單位在施工過程中，若發現異常地質情況及出水征兆，應立即與調度室、工程技術部聯係;
③嚴格按照《掘進施工作業規程》和《探放水安全技術措施》進行施工;
④備足排水設備，並保持完好狀態，增強抗災能力。
4、堅持“有掘必探，先探後掘”的探放水原則。
5、加強探放水管理工作，製訂探放水安全技術措施，建立探放水組織，組織探放水人員進行專業培訓，提高探放水人員的技術素質，達到安全探放水之目的。
6、凡“有疑”工作麵，采掘前，必須製訂特殊探放水安全技術措施，並由探放水負責人組織探放水人員進行認真學習，按技術要求進行探放。
7、加強水文地質研究工作，觀測礦井湧水變化情況，探明湧水水源，準確掌握礦井各種水文資料，為礦井排水提供可靠技術依據，杜絕水災事故發生。
8、井下排水設備及防水建築物，要定期檢查與維修，確保其可靠性。
9、井下主要機電硐室安設防水閘門，增強抗水災能力。
10、機電部門負責搞好井下所有排水設施及電氣設備的維護和管理工作，保證水泵正常運轉，及時排出各出水地點的湧水。
11、井巷出水點的位置及其水量，有積水的井巷及采空區的積水範圍，標高和積水量，必須繪在采掘工程平麵圖上。
12、汛期期間，應及時觀測井下水文變化情況，並向公司調度室報告。
13、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，立即報調度室，發出警報，撤出所有受水威脅地點的人員。
14、嚴格執行《煤礦安全規程》第25 1條～2 94條之有關規定。
第五節 頂板災害的防治
一、影響礦山壓力顯現基本因素03manbetx
二1煤層以粉煤為主，次為粒狀煤及少量塊煤，容重1.4T/m3。
煤層頂板岩性較穩定，大部分直接頂為碳質泥岩，老頂為細砂岩與砂質泥岩互層，屬中等穩定岩層。
該礦采用垮落法進行頂板管理，受采動後圍岩動力失衡和應力釋放的影響，煤層頂板裂隙較發育，給頂板的維護及管理工作造成一定困難。建議加強工程地質條件的研究工作，製訂嚴格的回采和頂板管理作業規程，並按規定和要求進行操作，加強采掘麵頂板管理。在開采時應及時放頂，生產中要切實加強技術指導，防止大麵積懸空造成突然冒頂事故發生。發現異常情況及時處理或撤人，防止頂板事故的發生。
二、可能發生冒頂事故的原因及地方
(1)采掘工作麵的支架沒有按照《作業規程》要求架設，達不到質量標準時;
(2)采掘工作麵不按《作業規程》施工， 控頂距超過規程規定，以及無架棚空頂時間過長時;
(3)巷道長期失修或修理巷道違犯《作業規程》規定時;
(4)采掘工作麵如果遇老巷或遇地質變化帶，由於采取措施不當時;
(5)工作麵屬急傾斜煤層開采，且煤層賦存極不穩定，在地質變化區段，因措施不當或違犯《作業規程》開采時;
(6)工作麵因初次來壓或周期來壓時，集中應力增大而采取措施不得當時;
(7)工作麵使用失效支柱或劣質坑木不符合《規程》之規定時;
(8)端頭支護不按《煤礦安全規程》及《作業規程》規定違章作業時;
(9)采麵收尾時，由於措施不力造成應力集中時;
(10)半煤岩巷掘進，當煤在頂部，下部岩石較硬，放炮前未及時進行超前支護時;
(11)采煤工作麵在采煤過程中，放炮前未進行超前支護或備用竹笆、椽子不足時。
三、防止頂板事故的主要措施
1、加強采、掘、修工程質量管理，嚴格按作業規程要求的質量標準進行檢測、驗收、結算，以提高工程質量的合格率。
2、采煤工作麵使用的單體液壓支柱初撐力不得低於支柱設計要求值，泵站壓力不得低於作業規程之要求。采煤工作麵必須有一定數量的備用支護材料，單體液壓支柱入井必須逐根進行壓力試驗。需要兩次注液的要及時補液。發現漏液、卸載的支柱要及時更換。采煤工作麵配備DZ-CL-1型單體液壓支柱測力計，必要時可配備動態礦壓儀，預防頂板事故，以加強頂板壓力及變形的觀測，為礦井的安全生產及時提供可靠的數據，及時采取相應的措施。
3、采煤工作麵嚴格按《作業規程》中規定的工藝流程作業。加強采掘工作麵作業管理，必須嚴格按工作麵作業規程作業，嚴禁空頂作業，杜絕人為事故。
4、堅持采煤工作麵上風巷和下機巷20m範圍內必須有支護質量符合要求的超前支護，防止由於采動和超前集中應力影響而造成冒頂堵塞巷道。
5、嚴格按《作業規程》要求的炮眼位置、深度、傾角、裝藥量、封泥長度、起爆方法等進行裝藥放炮。
6、做到及時支護頂板，出現歪棚隨時扶好。頂板破碎時，停止放炮，壓力過大地段，應及時打點柱、抬棚，並嚴格控製裝藥量和炮眼個數，即采取“少裝藥、放小炮”的方法過壓力集中地段。
7、嚴格執行《作業規程》規定的采麵最大控頂距、最小控頂距、超前距、放頂煤、以及風、機巷滯後采麵距離要求。
8、采煤、打眼、支護平行作業時，間距不得小於10m。
9、采煤工作麵通過老巷或跨巷回采時，首先對工作麵進行調斜，防止壓力集中，有利於頂板管理，控製集中應力。
10、底板較軟時，支柱必須穿木鞋，防止支柱下沉，增加相鄰支柱支撐力。
11、采掘工作麵要嚴格執行“敲幫問頂”製度，嚴禁空頂作業，及時處理活碴活煤，采掘工作麵幫頂必須打緊、背牢，不準出現空漏。特殊情況要增設臨時支柱，上、下安全出口要加強特殊支架支護，放頂前要加固工作麵支架。采煤工作麵放頂應製定安全措施，必須對放頂的工作麵進行全麵檢查，清理好退路。指派有經驗的專職人員觀察頂板，防止頂板突然冒落砸傷人及岩石滾動傷人。
12、工作麵初次放頂前，成立以總經理為首的“初次放頂"領導小組，加強對初次放頂工作的領導和指揮，要製定專門措施防止推垮型冒頂事故的發生。準確掌握采煤工作麵初次來壓、周期來壓時間，在此時間內必須有專人負責頂板管理，並嚴格檢查工作麵支護質量，確保有效控製頂板活動，確保采麵初次放頂工作安全順利進行。
13、特殊作業地段應根據實際情況製訂專門安全技術補充措施，特別是采煤工作麵初采、初放、過斷層、工作麵收尾等。
14、采煤工作麵應加強迎山管理，必要時支架之間應增加連接防倒設施或調整工作麵傾角，增加支架在傾斜方向上的穩定性，防止倒架造成事故。
15、跟班技術員必須對工程質量檢查，每班不得少於3次，發現問題，及時處理，嚴防冒頂事故發生。
16、加強端頭支護，嚴禁隨意更換已用力的支柱。更換支架前必須先將新支架打緊背牢後，方準拆除已用力的支架。
17、在采麵支護過程中，應嚴格堅持支架的切頂線保持一條直線，以利迅速切斷直接頂，減少集中應力對采麵的影響。
18、工作麵采用偽俯斜回采工藝時，嚴格按照《作業規程》要求操作，工作麵偽傾角控製在25˚～35˚之間，要加強支柱迎山、柱窩、初撐力和防倒措施，防止因此而造成冒頂事故。
19、采煤工作麵傘簷不得超過作業規程的規定，不得任意丟失頂煤和底煤。工作麵的浮煤應清理幹淨。
20、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，發現斷梁折柱的要及時更換處理，采煤工作麵支架嚴禁鋼木、大小不同型號混用。
21、維修巷道時，維修人員應站在安全處觀察支架及圍岩情況，及時清除活矸，險情排除後，再采用拆一棚，架一棚的小拿小取法進行施工， 頂幫必須打緊背牢，達到質量標準要求，並嚴格驗收，在獨頭巷道修理時，隻準由外向裏修，並且在拆棚以裏不準有人。。
22、在處理大麵積冒頂事故時，應製定專門的安全技術措施，並嚴格執行報批手續。
23、更換棚子時，應盡可能不破壞原巷道背頂，閉幫材料。
24、如果維修巷道有空頂現象，應用坑木背頂或架木垛接頂，防止冒頂事故。
25、掘進工作麵要保證支架的施工質量，背幫、背頂要實，消滅前傾後仰、裏出外進的現象，保證支架完整有力。要保證支架質量，棚口要嚴，後身要實，迎山角、紮角要適當。
第六節 提升運輸事故的防治
一、可能產生的提升事故
可能發生的提升事故：斷繩、超速、過卷等。
二、防止提升事故的主要措施
(1)采用雙電源進線：保證提升機電源的可靠性。
(2)軌道下山提升係統，設有動力製動、超速保護、減速段限速、過卷保護、鬆繩保護等防止提升事故措施。
(3)軌道下山設置“一坡三擋” 防跑車裝置，選用防爆絞車，設置提升信號係統、綜合保護裝置、礦車保險繩和防斷繩保護裝置，執行三級信號傳遞，並且設置若幹躲避硐，同時嚴格落實軌道下山行人管理製度，下山提升堅持“行人不行車，行車不行人”，行車有聲光信號。保證有足夠寬度的行人道、台階和扶手。
(4)運輸下山膠帶輸送機使用阻燃膠帶、嚴禁乘人，設置提升信號係統、膠帶輸送機綜合保護裝置(含防滑保護、溫度保護、堆煤保護、煙霧保護防撕裂保護、防跑偏等)、斷帶捕帶裝置、製動裝置和防逆轉綜合保護裝置。過人地點設置過橋。
(5)為保證運輸係統安全生產，井下運輸設備在選型時，按有關規程、規範規定執行，選型正確。
(6)軌型、道岔及線路嚴格按設計要求標準施工。
(7)煤倉型式嚴格按標準設置。煤倉或溜煤眼口設有信號燈、倉口篩篦、煤位信號、防堵倉裝置等。
第七節 電氣事故的防治
一、井下電氣設備的選擇
井下所有電氣設備的選擇均符合《煤礦安全規程》第444條中的規定。
井下電氣設備如開關櫃及變壓器、采掘工作麵的低壓饋電開關、電磁起動器等電氣設備選用礦用防爆型。
二、電氣事故的防治措施
一、為了預防電火花，一方麵正確選擇和安裝使用電氣設備及供電線路，嚴格遵守《煤礦安全規程》第444條之規定，並在運行中加強維護、檢修，防止短路故障和過負荷情況發生;另一方麵，裝設了必要的繼電保護裝置，進行合理整定，起到應有的保護作用。
二、井下電話線路單獨敷設，電話機采用礦用本安型。井下照明和信號裝置，由具有短路、過載和漏電保護的照明信號綜合保護裝置配電。
三、井下電纜選用阻燃型，以防止電纜燃燒而使事故擴大;對變電所及采掘設備供電時選用屏蔽電纜，當其受到機械損傷或砸壓時，在短路發生之前，首先出現導線與地線之間的絕緣降低，使漏電繼電器在短路發生之前動作，切斷電源，防止短路電弧的發生與外露，提高供電的安全性。為防止火災，礦用變壓器選用幹式變壓器。另外，在可能發生火災的地點，采取相應的防火措施。
四、防止觸電事故
為了防止井下漏電觸電事故的發生，井下高低壓電氣設備的金屬外殼，鎧裝電纜的鋼帶(或鋼絲)、屏蔽護套等必須有保護接地。所有電氣設備的保護接地裝置(包括電纜的鎧裝、接地芯線)和局部接地裝置，應與主接地極連接成1個總接地網。接地網上任一保護接地點的接地電阻值不得超過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保護接地用的電纜芯線和接地連接導線的電阻值，不得超過1歐姆。
井下變電所低壓饋電線均裝設漏電保護裝置;井下電纜敷設時應懸掛在人行道的另一側，以免行人抓扶造成觸電危險;電機車的架線及受電器的高度應符合規程規範的要求;操作電氣設備，必須遵守安全01manbetx ，操作人員必須帶絕緣手套，並穿電工絕緣靴或站在絕緣台上;手持式電氣設備的操作手柄和工作中必須接觸的部分必須有良好絕緣，照明、信號、電話和手持式電氣設備的供電額定電壓不超過127V;遠距離控製線路額定電壓不超過36V。容易碰到的、裸露的帶電體必須加裝護罩或遮欄等防護設施。井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線。檢修或搬遷前，必須切斷電源，檢查瓦斯，所有開關的閉鎖裝置必須能可靠地防止擅自送電，防止擅自開蓋操作，開關把手在切斷電源時必須閉鎖，並懸掛警示牌
第八節 職工職業病預防
做好煤礦作業場所職業危害防治工作應本著“預防為主，防治結合， 重在預防”的原則，采取有效措施
1.提高對職業危害防治工作重要性的認識
要牢固樹立“以人為本”的指導思想，從以控製傷亡事故為主向全麵做好職業安全健康工作轉變，把職工生命健康放在第一位”的指示，提高對做好煤礦作業場所職業衛生工作重要性的認識。
2.加強職業病防治的宣傳教育和輿論監督深入宣傳《職業病防治法》，增強用人單位的職業病防治意識和勞動 者健康權益保護意識，切實保護廣大勞動者的身體健康。積極開展職 業病防治的宣傳教育，促使生產經營單位增強職業危害防治意識，保證職業病防治資金投入，提高煤礦職工的職業衛生意識和自我防護能力。充分發揮群眾監督和輿論監督的作用，對忽視職業病防治，侵害職工權益的行為，公開曝光，切實把職業病防治工作置於人民群眾和社會輿論的監督之下，使職業病防治工作深入人心。
3.加強培訓，提高從業人員素質 加強職業危害防治工作的培訓， 使全體從業人員了解粉塵等職業危害 導致塵肺病的嚴重性，嚴格執行防、降塵及健康監護等措施，增強職 工的防範意識，樹立安全與健康理念;組織企業負責人、管理人員、 接塵工人等各類人員的培訓， 提高企業職防工作管理水平和工人自我 保護技能;開展對職工上崗前和工作中的定期職業危害防治措施培 訓，教育和督促職工遵守職業危害防治規章製度、01manbetx ，正確使 用職業危害防治設備、個人勞動防護用品。
4、推進塵肺病治療康複工程
積極開展以肺灌洗為主的煤礦塵肺治療、科研和新技術推廣工作，提 高塵肺病患者的勞動能力和生活質量，遏製塵肺病的發展。
第九節 避災路線與自救
一 避災路線
1、掘進麵發生瓦斯、煤塵、水災、火災事故的避災路線
(1)、采區軌道下山掘進麵→副斜井延伸車場→副斜井→地麵
(2)、采區運輸下山掘進麵→副斜井→地麵
(3)、采區回風上山掘進麵→+70m水平車場→副斜井→地麵
(4)、下區段上下付巷掘進麵→采區皮帶下山→副斜井→地麵
2、采煤工作麵的避災路線
(1)、發生火災、瓦斯、煤塵事故的避災路線
采煤工作麵→工作麵機巷→采區中部車場→采區軌道下山→軌道下山上部車場→-100m水平膠軌運輸大巷→-100m水平石門→暗副斜井→+35m水平車場→副斜井→地麵
(2)、發生水災事故時的避災路線
采煤工作麵→工作麵風巷→采區回風平巷→采區軌道石門→-100m水平膠軌運輸大巷→-100m水平石門→暗副斜井→+35m水平車場→副斜井→地麵
總之，掘進頭、采煤工作麵或其他地區的人員在發生火災、瓦斯、煤塵事故時，應迎著新鮮風流方向迅速撤離到安全出口。事故區回風流中的人員應就近通過風門進入進風巷道，再撤到地麵。通過風門時，必須隨時將風門關好，以防風流短路紊亂造成事故擴大。發生水災事故時，本著“水往低處流，人往高處走”的原則，撤退升井。
二 自救
礦井發生重大災害事故時的初期，波及的範圍和危害一般較小，既是搶救和控製 事故的有利時機， 也是決定礦井和人員安全的關鍵時刻。 災區人員如何開展救災和避災 人員如何開展救災和避災， 事故的有利時機， 也是決定礦井和人員安全的關鍵時刻。災區人員如何開展救災和避災， 對保證災區人員的自身安全和控製災情的擴大具有重要的作用。即使在事故處理的中、 對保證災區人員的自身安全和控製災情的擴大具有重要的作用。事實證明自救互救對礦井災害事故的預防處理和個人防護及預防災害事故擴大化有巨大的影響。井下的自己方法主要有：
1、及時報告災情 發生災變事故後，事故地點附近的人員應盡量了解或判斷事故性質 了解或判斷事故性質、 發生災變事故後，事故地點附近的人員應盡量了解或判斷事故性質、地點和災害 程度，並迅速地利用最近處的電話或其他方式向礦調度室彙報， 程度，並迅速地利用最近處的電話或其他方式向礦調度室彙報，並迅速向事故可能波及 的區域發出警報，使其他工作人員盡快知道災情。在彙報災情時， 的區域發出警報，使其他工作人員盡快知道災情。在彙報災情時，要將看到的異常現象 火煙、飛塵等) 聽到的異常聲響、感覺到的異常衝擊如實彙報，(火煙、飛塵等) 聽到的異常聲響、感覺到的異常衝擊如實彙報，不能憑主觀想象判 、 定事故性質， 以免給領導造成錯覺， 影響救災。 這方麵我國煤礦救災中是有沉痛教訓的。 定事故性質， 以免給領導造成錯覺， 影響救災。 這方麵我國煤礦救災中是有沉痛教訓的。
2、積極搶救 災害事故發生後，處於災區內以及受威脅區域的人員，應沉著冷靜。 災害事故發生後，處於災區內以及受威脅區域的人員，應沉著冷靜。根據災情和 現場條件， 在保證自身安全的前提下 采取積極有效的方法和措施， 的前提下， 采取積極有效的方法和措施， 及時投入現場搶救， 現場條件， 在保證自身安全的前提下， 及時投入現場搶救， 將事故消滅在初起階段或控製在最小範圍 最大限度地減少事故造成的損失。 起階段或控製在最小範圍， 最大限度地減少事故造成的損失。 在搶救時， 將事故消滅在初起階段或控製在最小範圍， 在搶救時， 必須保持統一的指揮和嚴密的組織，嚴禁冒險蠻幹和驚慌失措， 必須保持統一的指揮和嚴密的組織，嚴禁冒險蠻幹和驚慌失措，嚴禁各行其是和單獨行 要采取防止災區條件惡化和保障救災人員安全的措施， 特別要提高警惕， 避免中毒、 動; 要采取防止災區條件惡化和保障救災人員安全的措施， 特別要提高警惕， 避免中毒、 窒息、爆炸、觸電、二次突出、頂幫二次垮落等再生事故的發生。 窒息、爆炸、觸電、二次突出、頂幫二次垮落等再生事故的發生。
3、安全撤離 當受災現場不具備事故搶救的條件，或可能危及人員的安全時， 當受災現場不具備事故搶救的條件，或可能危及人員的安全時，應由在場負責人 或有經驗的老工人帶領， 根據礦井災害預防和處理計劃中規定的撤退路線和當時當地的 或有經驗的老工人帶領， 根據礦井災害預防和處理計劃中規定的撤退路線和當時當地的 實際情況 盡量選擇安全條件最好、距離最短的路線，迅速撤離危險區域。在撤退時， 實際情況，盡量選擇安全條件最好、距離最短的路線，迅速撤離危險區域。在撤退時， 要服從領導，聽從指揮，根據災情使用防護用品和器具; 要服從領導，聽從指揮，根據災情使用防護用品和器具;要發揚團結互助的精神和先人 後己的風格，主動承擔工作任務，照料好傷員和年老體弱者;遇有溜煤眼、積水區、 後己的風格，主動承擔工作任務，照料好傷員和年老體弱者;遇有溜煤眼、積水區、垮 落區等危險地段，應探明情況，謹慎通過。 落區等危險地段，應探明情況，謹慎通過。 災區人員撤出路線選擇的正確與否決定自救的成敗。 災區人員撤出路線選擇的正確與否決定自救的成敗。
結語
致謝
參考文獻
