煤礦聯合試運轉上報資料

目 錄

前 言3

第一章 礦井運轉的係統、範圍和期限4

第一節 礦井交通及地理位置3

第二節 地形地貌及氣象4

第三節 礦區水源、電源及通訊情況5

第四節 地質構造及煤層特征7

第五節 其它開采技術條件13

第六節 井田麵積及地質儲量23

第七節 礦井開拓及開采25

第八節 礦井通風30

第九節 礦井安全綜述31

第二章 聯合試運轉的測試項目、方法、機構和人員36

第一節 運輸係統35

第二節 采掘係統35

第三節 機 電36

第四節 通風係統36

第五節 排水係統37

第六節 測試機構的人員組成38

第三章 聯合試運轉的預期目標和效果40

第四章 聯合期間的產量計劃與勞動組織41

第一節 13401回采工作麵41

第二節 勞動組織41

第五章 應急預案與安全技術措施42

第一節 成立應急救援組織機構43

第二節 事故報告程序48

第三節 事故應急預案的適用範圍62

第四節 事故應急預案的組織機構及職責分工64

第五節 事故報告應采取的行動和措施64

第六節 事故報告及聯係方式65

第七節 與相關應急預案的銜接關係67

第八節 應急預案編製、管理的措施和要求67

附件：

1、大方縣XX煤礦采礦許可證(複印件)，大方縣XX煤礦營業執照(複印件)，稅務登記證證(複印件);

2、關於對大方縣XX煤礦(技改)開采方案設計的批複;

3、關於對大方縣XX煤礦(技改)安全設施設計的批複》;

4.黔煤規字[2010]108號《關於對大方縣百納鄉XX煤礦開采方案設計(變更)的批複》

5.黔煤安監畢字[2010]205號《關於對大方縣百納鄉XX煤礦安全設施設計(變更)的批複》

6、主要管理人員相關證件一覽表及複印件。

前 言

XX煤礦位於貴州省大方縣東北方向，地處大方縣百納鄉XX村，距縣城約20km。有鄉村公路通往礦區，交通運輸條件較為方便。大方縣XX煤礦屬於技改擴能礦井，設計生產能力為30萬噸/年，已獲得貴州省國土資源廳頒發的采礦許可證：證號5200000820738。生產規模為30萬噸/年。企業性質為：有限公司。貴州興源煤礦科技有限責任公司受大方縣百納鄉XX煤礦委托，根據貴州省國土資源廳黔國土資礦管函[2007]1598號《關於解決畢節地區煤礦資源合理配置、調整部分煤礦礦區範圍的批複》和貴州省國土資源廳黔國土資儲備字[2008]433號《貴州省大方縣XX煤礦地質勘查及資源/儲量核實報告》礦產資源儲量備案證明及黔國土規劃院集散儲審字[2008]282號《礦產資源儲量評審意見書》進行開采方案設計和安全設施設計，並經貴州省煤炭管理局審批通過(批文：黔煤規字[2008]1308號《關於對大方縣百納鄉XX煤礦(技改)開采方案設計的批複》);安全設施設計經審批通過(批文：黔煤安安監水字[2009]80號《關於對大方縣百納鄉XX煤礦安全專篇設計的批複》)。

在全礦的共同努力下，現煤礦生產係統和安全設施已按設計施工完成，安全管理機構及安全生產管理製度健全，礦長具備礦長資格證及安全資格證，特種作業人員持證上崗，其它入井人員培訓合格，大方縣XX煤礦與畢節市礦山救護隊簽定了《聯建救護協議》：由畢節市礦山救護隊長期整裝派駐一支救護小隊住礦擔負礦井救護任務，我礦不再獨立組建救護隊。具備聯合試運轉條件。特編製本《聯合試運轉方案》。

第一章 礦井運轉的係統、範圍和期限

大方縣XX煤礦屬於技改擴能礦井，設計生產能力為30萬噸/年，企業性質為有限責任公司。

貴州興源煤礦科技有限責任公司受大方縣百納鄉XX煤礦委托，根據貴州省國土資源廳黔國土資礦管函[2007]1598號《關於解決畢節地區煤礦資源合理配置、調整部分煤礦礦區範圍的批複》和貴州省國土資源廳黔國土資儲備字[2008]433號《貴州省大方縣XX煤礦地質勘查及資源/儲量核實報告》礦產資源儲量備案證明及黔國土規劃院集散儲審字[2008]282號《礦產資源儲量評審意見書》進行開采方案設計和安全設施設計，並經貴州省煤炭管理局審批通過(批文：黔煤規字[2008]1308號《關於對大方縣百納鄉XX煤礦(技改)開采方案設計的批複》);安全設施設計經審批通過(批文：黔煤安安監水字[2009]80號《關於對大方縣百納鄉XX煤礦安全專篇設計的批複》)。

在經過全礦職工的共同努力下，現煤礦生產係統和安全設施已按設計施工完成， 礦建工程現已基本竣工，準備對煤礦五大安全生產係統申請聯合試運轉。

試運轉期間主要對全礦井的幾大安全生產係統(采、掘、機電、運輸、通風、排水等)進行聯合運轉測試，檢驗煤礦在正式投產後是否能達到設計生產能力和安全生產的需要。特製定本方案組織實施，聯合試運轉期限為一至六個月。

第一節 礦井交通及地理位置

XX煤礦位於貴州省大方縣東北方向，距縣城約20km。地處大方縣百納鄉XX村，行政區劃屬大方縣百納鄉管轄。礦區地理坐標：東經105°50′08″-105°52′03″，北緯27°14′06″-27°15′42″。大方縣XX煤礦由14個拐點圈定，礦區麵積為7.4863km2,開采標高為1780m～1590m,礦區由十四個拐點坐標圈定，傾向長900～3200m，傾向寬1950～2920m。XX煤礦位於貴州省大方縣東北方向，地處大方縣百納鄉XX村，距縣城約20km。有鄉村公路通往礦區，交通運輸條件較為方便。詳見交通位置圖。

XX煤礦交通位置圖

第二節 地形地貌及氣象

1、地形地貌

本區屬侵蝕剝蝕溶蝕高中山地貌，地形切割較強烈，溝穀較發育。區內最高點位於礦區北東線山坡北麵無名山頭，標高為1827.60m;最低點位於礦區南西礦界拐點處，標高為1550.20m;相對最大高差為277.40m。礦區內出露地層為上二疊統龍潭組(P3l)及中二疊統茅口組(P2m)地層;礦區總體地形多為山巒斜坡及台地，其間發育一係列規模較小的衝溝，坡度一般6-15°，含煤地層植被發育，為著名的百裏杜鵑風景區。

2、氣象及地震

本區屬亞熱帶季風性濕潤氣候區。特點是冬季長，夏季短，春秋相近，多霧、多陰雨、少日照;據氣象資料統計，多年平均氣溫為11.8℃，極端最低氣濕為-7.2℃，最高氣溫為31.5℃，年平均相對濕度為85%，年平均降水量為1126.71mm，每年的10月至次年的3月為枯水季節，4-9月為雨季，雨季降水量占全年降水量的75.3%，日最大降水量為106.2mm。

根據《建築抗震設計規範》(GB50011—2001)，井田範圍內地震烈度為VI度。

3、水係

本區水係屬烏江流域長江水係，在區域上處於赤水河支流及六衝河支流之分水嶺地帶，地下水位埋藏較深，地表水係不發育，僅有規模較小的衝溝，衝溝一般枯季流量極小或幹涸，雨季受大氣降水補給，流量較大。

第三節 礦區水源、電源及通訊情況

1、水源條件

生活用水：使用當地自來水網，其水質較好，可滿足生活用水。

生產用水：井下水經沉澱淨化處理後作工業用水。

2、電源條件

根據《關於加強小煤礦安全基礎管理的指導意見》的要求，必須按規定實行雙回路供電。

礦井雙回路電源均引百納35/10kv變電站的10kv電源不同母線段，架空線路為LGJ-70，供電距離8km;礦方與供電部門已鑒定了供電協議,使礦井形成雙回路供電電源。

3、通訊

(1)地麵通信設備

礦井利用現有通信線路，設生產調度交換機1台，其型號為KTJ3-60 型，調度交換機設在地麵調度室內。

井下配電所、絞車室、上下車場、區段甩車場、采煤工作麵上下口、調車場、錯車場、各掘進工作麵、石門均安裝電話機，其型號為HAK-I型防爆礦用電子電話機。下井的通訊幹線選用兩根MJHYV32-20×2×0.8型通訊電纜，接至電話機的支線，選用MJHYV-1×2×7/0.28型通訊電纜。

礦長室、生產管理部門、礦井變電所、主通風機房、安全監察部門等設生產調度電話機，與調度交換機相連。

中國聯通，移動通訊信號已覆蓋礦區，可利用無線電話對外通訊。

(2)井下通信

礦井采用一台KTJ3-60礦用型調度交換機對井下安全生產進行調度，沿副平硐敷設兩根MJHY20—20×2×0.8型礦用通訊電纜至井下，下井電纜在調度室設安全柵及防雷裝置。各分高檔普采用MHYA1×2×0.8礦用通訊電纜。單根分機電纜最多隻能串接二台分機。

第四節 地質構造及煤層特征

一、地質特征

1)地層

本區及鄰近出露的地層為二疊係中統茅口組(P2m)至二疊係上統龍潭組(P3l)中下部地層及第四係殘坡積物,現從老至新分述如下：

⑴二疊係(P)

①中統茅口組(P2m)：主要分布在礦區外圍北東、南西和東部，在礦區內南部有部分出露，出露不全，主要為淺灰色、深灰色中厚層狀石灰岩，具縫合線構造，頂部時含黃鐵礦結核，裂隙較發育，產少量腕足類等動物化石，鑽探揭露厚度10m左右。

②上統龍潭組(P3l)：區內主要含煤地層，主要分布在礦區內，在礦區外南部及北西部有部分出露。礦區內主要含煤地層為龍潭組中下部地層，為一套海陸交互相沉積。岩性由灰色、深灰色泥質粉砂岩、粉砂岩、粉砂質泥岩、泥岩、細砂岩、煤層及淺灰至灰白色鋁土質泥岩組成;具水平層理、波狀層組、微波狀層理，水平互層層理，偶見脈狀和交錯層理，產植物莖杆、植物碎片及植物根化石;下部含豐富不規則狀黃鐵礦結核，偶夾黃鐵礦薄層。鑽探揭露厚度最小32.54m，最大77.93m，平均厚58.70m;含煤6至11層，一般9層左右，含可采煤層2層，局部可采煤層1層。

⑵第四係(Q)

主要分布在礦區內中部，在礦區西南有部分分布於低窪地帶，由黃灰、灰黃色殘坡積物等組成，鑽探揭露厚度最小為1.50m，最大厚度14.25m，平均厚度7.81m。

二、地質構造

(1) 礦區構造

礦區處於大方縣近南北向百納向斜中段東翼的次級向斜大荒坡向斜。該向斜自礦區南部至304孔附近傾向近南北向，304孔往北至礦區外變為北東向，平麵上略呈向西凸起的形狀，傾向長約3.2km，向斜西翼地層傾角6-8度，東翼地層傾角6-12度，軸部出露地層為龍潭組中下部地層，兩翼出露地層為茅口組地層;總體上向斜西翼較陡，東翼平緩，基本為一對稱向斜。

通過地麵地質填圖和鑽探揭露的地層，本區無斷層構造。

綜上所述，區內總體為一平緩對稱的向斜構造，構造複雜程度為簡單。

三、煤層及煤質特征

1)煤層賦存特征

⑴含煤性

本區含煤地層為龍潭組中下部地層，區內未出露龍潭組上部和長興組地層，據9個鑽孔揭露的龍潭組中下部地層厚度為32.54-77.93m，平均厚58.20m，含煤6-11層，一般為9層左右，煤層全層總厚4.34-8.77m，平均6.73m，含煤係數為11.6%。含可采煤層2層，局部可采煤層1層，從上至下煤層編號依次為26、30、32、33、34和35煤層，其中26、30、32為不可采煤層，33為局部可采煤層，34、35煤層為可采煤層。可采煤層厚度2.29-4.23m，平均厚2.37m，可采含煤係數為5.0%;局部可采煤層厚0.65-0.8m，平均厚0.75m，局部可采含煤係數為1.0%。

⑵煤層對比

根據標誌層，煤岩物性特征，結合層間距及煤層本身特點作為該礦區煤層對比方法。

①標誌層特征

標五(B5)：鋁土質泥岩，位於龍潭組底部，淺灰至灰白色，含豐富黃鐵礦結核，其頂部為0.23-0.70m黑灰至粉砂質泥岩，為35煤層直接底板，該標誌層為35煤層的對比標誌。

②層間距特征

區內煤層間距基本穩定，但有一定的變化規律，在無標誌層時可采用層間距對比，通過對比發現區內自上而下26與30、30與32、32與33煤層層間距變化不大，基本穩定，但33與34、34與35煤層層間距自向斜兩翼往向斜軸部有逐漸增大的規律，各煤層層間距見表1-4-1。

表1-4-1 煤層間距特征表

煤號間距(m)

最小—最大

平均變化規律

2623.89-29.55

26.24基本穩定。

30

5.75-12.36

7.26基本穩定，淺部203孔間距較大。

32

2.05-3.28

2.81基本穩定。

33

6.27-17.88

12.06由向斜兩翼向軸部有增大趨勢。

34

0.79-8.56

4.23由向斜兩翼向軸部有增大趨勢，在201、204兩孔34、35煤層有合並現象。

35

③煤層本身特征

區內可采煤層和局部可采煤層中，局部可采的33煤層為單一煤層，且厚度較穩定，變化不大;全區可采的35煤層絕大多數含兩層夾矸，並含豐富的黃鐵礦結核和夾少量黃鐵礦薄層，為高至特高硫分煤。

④煤岩物性特征

區內可采煤層的測井曲線特征為：

34號煤層特征：伽瑪-伽瑪曲線反映為單峰;自然伽瑪曲線反映為多峰，煤層頂板曲線為正常、低板為高異常;三側向電阻率為多峰、低板為低異常;密度曲線反映為低密度、圍岩為高密度。見下圖。

圖4-1 34號煤層測井曲線圖

35號煤層特征：伽瑪-伽瑪曲線反映為多峰;自然伽瑪曲線反映為多峰，煤層頂板為正常、低板為高異常;三側向電阻率為多峰異常，頂低板為正常;密度曲線反映為低密度、圍岩為高密度。見下圖。

⑶可采煤層對比可靠程度

通過上述煤層的各種方法的對比，區內局部可采煤層，基本可采煤層和全區可采煤層對比可靠。

2)可采煤層

本區可采煤層2層，即34、35煤層，其中34煤層為基本可采煤層，35煤層為全區可采煤層。

①34煤層：位於龍潭組中下部，為本區主要可采煤層，除402號孔為一不可采點(厚0.70m)外，煤層采用厚度變化不大。

該煤層含夾矸0-2層，夾矸較穩定，單層厚 0.20-0.35m，夾矸岩性以泥岩為主。

②35煤層：位於龍潭組底部，上距34煤層平均12.06m，煤層采用厚度變化不大。

該煤層中部含1-2層夾矸，絕大多數為2層，夾矸穩定，單層厚度0.15-0.47m，夾矸岩性多為泥岩。

各煤層特征詳見表1-4-2。

表1-4-2 煤層特征表

序

號煤層名稱煤層厚度(m)層間距

(m)比重穩定

性煤層傾角(度)煤種頂底板岩性

頂板底板

1340.7～2.09

1.231.56較穩定6～12無煙煤粉砂岩、泥質粉砂岩泥岩或粉

砂質泥岩

6.27-17.88

12.60

2350.9～1.69

1.141.53穩定6～12無煙煤粉砂質泥岩鋁土質

泥岩

根據煤層物化特征，可用於火力發電、民用煤，也可用於冶金、化工。

第五節 其它開采技術條件

一、頂底板條件

⑴34煤層頂、底板岩石性質

頂板：岩性為粉砂岩、泥質粉砂岩，底板：岩性為粉砂質泥岩、泥岩。

⑵35煤層頂、底板岩石性質

頂板：為粉砂質泥岩、泥岩;底板為鋁土質，較堅硬，塊狀構造，層位穩定距下伏茅口組頂部平均4.00m。

綜上所述，可采煤層頂板岩石為半堅硬的粉砂岩、泥質粉砂岩圾粉砂質泥岩，其穩定性為中等穩定或不穩定;而含煤地層下伏的茅口組厚層狀灰岩，岩溶作用強，上覆分布有麵積較大的第四係鬆散層，風化作用強烈，可能會發生不良的工程地質問題。今後開采時煤層頂板穩固性為中等穩定至不穩定 ，易發生冒頂、掉塊、垮塌等工程地質問題，在開采過程中應加強巷道頂、底、幫的支護管理工作，預防不良事故發生。

二、瓦斯、煤塵和煤的自燃性

(1)瓦斯：

根據預測計算34煤回采工作麵相對瓦斯湧出量為7.86m3/t,絕對瓦斯湧出量為4.65m3/min, 掘進工作麵絕對瓦斯湧出量為0.31m3/min,礦井相對瓦斯湧出量為9.1m3/t,絕對瓦斯湧出量為5.75 m3/min,本礦連續五年瓦斯等級鑒定結果是低瓦斯礦井。根據中國礦業大學2008年2月提交的34《XX煤礦煤與瓦斯突出危險性鑒定報告》和中國礦業大學2008年6月提交的35煤《XX煤礦煤與瓦斯突出危險性鑒定報告》以及貴州省煤炭管理局文件：黔生產字[2008]1027號關於對《關於請求審批大方縣XX煤礦煤與瓦斯突出性鑒定報告的報告》的批複，鑒定礦井34煤層在開采標高1597米以上無煤與瓦斯突出危險，35煤層在開采標高1465米以上無煤與瓦斯突出危險，資料來源可靠，可作為本次設計的依據，按高瓦斯礦井進行設計和管理。

(2)煤的自燃傾向：2007年12月貴州省煤田地質局一一三隊提交的《貴州省大方縣XX煤礦地質勘查及資源/儲量核實報告》對34煤、35煤進行了煤的自燃傾向性鑒定，均為二類自燃 按煤層具有二類自燃傾向性進行設計。

煤的自燃傾向性鑒定彙總表

煤層編號鑽孔編號真相對密度全硫煤的吸氧量自燃傾向分類

TRDdSt,d%cm3/g幹燥

34302-21.753.580.89Ⅱ級

202-31.673.890.98Ⅱ級

203-31.771.610.99Ⅱ級

402-21.9411.030.79Ⅱ級

201-51.603.760.99Ⅱ級

301-22.018.94079Ⅱ級

35302-31.773.490.88Ⅱ級

202-41.573.601.09Ⅱ級

402-31.584.311.02Ⅱ級

301-32.005.610.79Ⅱ級

Ⅱ級

備注：執行標準：GB/T20104-2006《煤自燃傾向性色譜吸氧鑒定法》。

(3)煤塵爆炸危險性：2007年12月貴州省煤田地質局一一三隊提交的《貴州省大方縣XX煤礦地質勘查及資源/儲量核實報告》對34煤、35煤進行了煤塵爆炸試驗，均無爆炸性按煤塵沒有爆炸性進行設計，本礦按煤塵無爆炸性設計和管理。

煤塵爆炸試驗成果彙總表

煤

層

號鑽孔編號工業分析(%)爆炸性試驗爆炸性結論

MadAdVdaf火焰長度(mm)岩粉量(%)

34302-22.0327.5812.2500煤塵無爆炸性

202-30.6224.039.9100煤塵無爆炸性

203-33.0730.9312.9100煤塵無爆炸性

303-21.2020.227.8500煤塵無爆炸性

303-21.2020.227.8500煤塵無爆炸性

201-51.3219.258.1800煤塵無爆炸性

301-21.6234.6213.4300煤塵無爆炸性

35302-31.6432.2013.4700煤塵無爆炸性

202-40.6917.297.4400煤塵無爆炸性

303-31.4723.228.2600煤塵無爆炸性

303-31.4723.228.6200煤塵無爆炸性

301-31.4534.7711.0000煤塵無爆炸性

三、地溫

礦區地溫和衝擊地壓無異常現象。

四、煤與瓦斯突出

根據中國礦業大學2008年2月提交的34《XX煤礦煤與瓦斯突出危險性鑒定報告》和中國礦業大學2008年6月提交的35煤《XX煤礦煤與瓦斯突出危險性鑒定報告》以及貴州省煤炭管理局文件：黔生產字[2008]1198號和[2008]1027號關於對《關於請求審批大方縣XX煤礦煤與瓦斯突出性鑒定報告的報告》的批複，鑒定礦井34煤層在開采標高1597米以上無煤與瓦斯突出危險，35煤層在開采標高1465米以上無煤與瓦斯突出危險，資料來源可靠，可作為本礦的依據，按高瓦斯礦井進行管理。

五、水文地質

一)、區域水文地質條件

大方縣XX煤礦區域屬侵蝕剝蝕溶蝕高中山地貌，地形切割較強烈，溝穀較發育。區內最高點位於礦區北東線山坡北麵無名山頭，標高為1827.60m;最低點位於礦區南西礦界拐點處，標高為1550.20m;相對最大高差為277.40m。礦區內出露地層為上二疊統龍潭組(P3l)及中二疊統茅口組(P2m)地層;礦區總體地形多為山巒斜坡及台地，其間發育一係列規模較小的衝溝，坡度一般6-15°，含煤地層植被發育，為著名的百裏杜鵑風景區。

本區屬亞熱帶季風性濕潤氣候區。特點是冬季長，夏季短，春秋相近，多霧、多陰雨、少日照;據氣象資料統計，多年平均氣溫為11.8℃，極端最低氣濕為-7.2℃，最高氣溫為31.5℃，年平均相對濕度為85%，年平均降水量為1126.71mm，每年的10月至次年的3月為枯水季節，4-9月為雨季，雨季降水量占全年降水量的75.3%，日最大降水量為106.2mm。

礦區區域上於赤水河支流和元衝河支流之分水嶺地帶，主要為侵蝕—剝蝕及岩溶峰止高中山地貌，地形較陡，相對高差較大，最高標高+1827.60m，最低標標高為+1550.2m，相對高差277.40m。區內地表水係不發育，僅有小的衝溝，枯季流量小或無水，雨季形成溪流，流量受大氣降水控製。本區氣候屬亞熱帶溫和濕潤氣候區，年平均降水量為1126.71mm。

礦區位於新場向斜北昂起端核部，向斜軸線呈北東—南西向展布。礦區地層傾向北東、南西，傾角5—10°。上二疊統龍潭組組向斜核部，由於剝蝕僅出露下段，平均厚度約58.20m，有二層可采煤層，編號為34、35號，平均間距為4.23m，底部35可采煤層距下伏茅口組頂部平均4.00m，礦區內斷層不發育，構造形態為緩傾斜向斜構造，構造簡單。

礦區地下水主要以大氣降水補給為主，補給途經為岩石節理，裂隙岩溶窪地，落水洞等，地下水總體上由北向南逕流，地表水多排泄於茅口灰岩中的落水洞，少量地下水在地勢低窪處以泉的形式就地排泄。

二)、地層含、隔水性

礦區內構造為一緩傾斜向斜，出露地層從新至老有第四係(Q)，上二疊統龍潭組(P2 l)，下二疊統茅口組(P2m)，下麵對各地層的富水性敘述如下：

第四係(Q)：出露於礦區向斜核部，麵積較大，位於含煤地層之上，主要為殘、坡積物，最小為1.5m，最大為14.60m，厚度平均為17.81m，據調查泉點5個，流量最小為0.08l/s，最大為0.32l/s，本層含孔隙水，為弱含水層。

上二疊統龍潭組(P3 l)：位於向斜核部及兩翼，岩性為深灰、灰色薄至中厚層狀粉砂質泥岩、泥質粉砂岩、細砂岩、粉砂岩、泥岩、鋁土質泥岩及煤層組成，厚度最小的32.54m，最大的77.93m，地表水不發育，平均為58.20m，據鑽孔簡易水文地質觀測資料，鑽進中衝洗液消耗量基本不消耗，鑽孔水位隨深度增加而增加。

本組岩石致密，裂隙不發育，含少量基岩裂隙水，富水性弱。

下二疊統茅口組(P2m)：出露於向斜兩翼，岩性以淺灰至深灰色中厚層狀石灰岩為主，岩溶發育;據調查14個岩溶點，岩溶形態以落水洞充水溶洞為主，發育方向以垂直發育為主，未見有流量大的岩溶泉出露，僅發現4個小井流量均小於0.3 l/s。本次鑽孔均揭露該層10m左右，鑽進中均未發現有漏失及湧水等現象。區域上為強岩溶含水層。

本礦區礦體遠離於當地侵蝕基準麵，由於本層地下水以垂直循環為主，形成較厚的垂直循環帶，地下水埋藏較深，因而在本區該組為透水層而不含水或含水性弱，加上其與主要開采煤層之間有隔水性較好的泥岩等，故對煤層開采影響不大。

三)、小煤礦、老窯水文地質特征

由於本區開采曆史悠久，淺部分布有一定數量的老窯，多有積水，開采後通過導水裂隙帶進入礦井，故應進一步查清其分布情況，以免造成礦井突水。

四)、充水因素分析

礦井充水因素既取決於水文地質條件，又取決於開拓方式。充水強度受充水水源、通道以及方式的影響。

(一)、補給條件

各含水層之間一般無水力聯係。含水層水的補給以大氣降水為主，具有季節性。補給水量與降雨量、受水麵積及裂隙發育程度有關。

(二)、充水因素

根據區內水文地質條件分析，結合鄰近生產礦井的調查，本礦井直接充水因素為煤層頂板裂隙水，主要充水因素為老窯水。

1、頂板裂隙水

主要為煤層間灰岩弱含水層水，在井巷掘進中沿煤層頂板裂隙進入礦井，是礦井的直接充水因素，水量不大。

2、老窯水

主要為煤係上覆含水層的岩溶水，受采動影響，沿采動裂隙進入礦井，是礦井的主要充水因素，水量較大，隨大氣降水呈季節性變化。

(三)、充水方式

XX煤礦礦坑直接充水層的富水性弱～中等，充水通道主要以岩石原生節理、裂隙為主，規模一般不大，老窯采空區、溶隙導水，且以滲水、頂板進水為主，進水通道有溶蝕裂隙和采掘巷道以及其它空隙，規模一般較大。目前礦井充水方式主要以頂板進水、滲水、淋水為主;隨著礦井開采一旦溝通上部老窯采空區積水及下部強含水層可能造成突水。

六)、水文地質類型

礦區構造形態為一緩傾斜向斜構造，由於剝蝕作用，含煤地層僅出露中下段，厚度較小，平均為58.20m，而可采煤層位於其底部，距下伏茅口組灰岩僅4.00m左右，今後煤層開采對礦井充水水源主要有地表水、老窯水、第四係P3 l及P2m地下水，下麵對各充水水源及充水途逕逐一分析如下：

①地表水

主要有大氣降雨形成雨水、溪溝水、水渠水等，其充水途逕主要通過導水裂隙帶，地麵塌陷、地裂縫等進入礦井。特點是受大氣降水嚴格控製，枯季水量小，雨季水量大，有明顯的季節性變化。

②老窯水

由於本區開采曆史悠久，淺部分布有一定數量的老窯，多有積水，開采後通過導水裂隙帶進入礦井，故應進一步查清其分布情況，以免造成礦井突水。

③第四係(Q)孔隙水及含煤地層(P3l)本身基岩裂隙水

.由於第四係直接覆蓋於含煤地層之上，形成水力聯係，故認為是一組含水層，本組富水性弱，為直接充水含水層，以大氣降水補給為主，補給途逕主要為節理、裂隙，動態呈季節性變化。

④P2m灰岩岩溶水

區域上為強岩溶含水層，由於本區處於分水嶺地帶，茅口灰岩在礦區多形成垂直發育了落水洞，為灰岩含水層之補給區，以大氣降水、地表水補給為主，水位埋深低，而可采煤層標高遠高於該水位標高，故今後煤層開采，其下伏茅口灰岩水對開采不構成影響，但應注意在雨季接受地表水補給後，水位上漲對煤層開采的影響。

表水體分布和構造簡單;含煤地層本身含水弱，下伏茅口組灰岩水位標高，遠低於可采煤層最低標高(+1604m)，對礦井充水不構成影響，礦區水文地質條件屬裂隙充水為主的簡單型，水文地質條件簡單。

七)、礦井湧水量

從前麵礦坑充水因素知：正常情況下構成礦坑的直接充水水源為含煤地層本身的基岩裂隙水，以大氣降水補給為主，本次礦井湧水量預算根據目前該礦提供的湧水量實測資料來預測，采用富水係數比擬法。現該礦正常生產，平均日產噸煤正常排水量為0.625m3/t，最大排水量為1.45m3/t。因此，按生產能力30萬噸/a設計，本礦平均日產煤量為909噸，則本礦每天正常湧水量為909×0.625=568m3/d，最大湧水量為909×1.45=1318m3/d。本設計按礦井正常湧水量約25m3/h，最大湧水量55m3/h。

第六節 井田麵積及地質儲量

一、井田麵積

大方縣XX煤礦設計生產能力30萬噸/年。傾向長900～3200m，傾向寬1950～2920m，礦區麵積為7.4863km2，開采標高為1780m～1590m，礦區由十四個拐點坐標圈定，礦區範圍拐點坐標見下表：

XX煤礦礦界拐點坐標表

拐點編號縱坐標(X)橫坐標(Y)

1301697035583210

2301650035583210

3301650035582750

4301405035582750

5301406735583770

6301425335583861

7301425735584577

8301407335584578

9301405035585950

10301600035585950

11301600035584750

12301650035584750

13301650035584120

14301697035584120

麵積：7.4863km2, 開采標高：1780m～1590m。

二、儲量

1、礦井地質資源量

根據貴州省國土資源廳黔國土資儲備字[2008]433號《貴州省大方縣XX煤礦地質勘查及資源/儲量核實報告》礦產資源儲量備案證明及黔國土規劃院集散儲審字[2008]282號《礦產資源儲量評審意見書》，截至2008年1月9日止，評審備案的煤炭(+1780m-+1590m)保有資源量為1136萬噸，其中：(331)為309萬噸;(332)為192萬噸;(333)為635萬噸。

按以上資料(準采範圍內資源量)作為設計依據。

查明的保有地質資源/儲量=(331)+(332)+(333)

=309+192+635

=1136

2、礦井工業資源/儲量

礦井工業資源/儲量=(331)+(332)+(333)×k

= 309+192+635×0.8

=1009

其中：k為可信度係數，0.7--0.9，本設計依據《資源儲量核實報告》提供的資料，取0.8。

3、礦井設計資源/儲量

礦井設計資源/儲量=礦井工業資源/儲量-永久煤柱損失

本礦永久煤柱損失有公路保護煤柱、邊界煤柱、露頭(采空)隔水煤柱。

永久煤柱損失量

礦區邊界煤柱：以所劃定的礦區開采邊界的鉛垂線至所采煤層的投影線內推20m計算。

井筒保護煤柱：以所需保護的巷道一或兩側外推20m以60～70°的岩層垮落角計算。

村寨、公路保護煤柱保護煤柱：以地麵需保護目標外推20m，以60～70°的岩層垮落角推算至所采煤層連線形成的區域，即為地麵目標保護煤柱。

露頭(采空)隔水煤柱：根據設計規範，按30m留設隔水煤柱.

①村寨、公路保護煤柱損失：

村寨煤柱：

34煤：煤厚1.17m,坡度為8°，比重為1.56t/m3，麵積為7700m2

(331)：7700÷cos8°×1.17×1.56=1.4(萬t)

35煤：煤厚1.13m,坡度為8°，比重為1.53t/m3，麵積為31000m2

(332)：31000÷cos8°×1.13×1.53=5.4(萬t)

小計： 6.8萬噸，其中：34煤(331)1.4萬噸，35煤(332)5.4萬噸

②公路煤樁：

34煤層：該段煤層厚度為0.8m，比重為1.56t/m3

(333)：965×25×0.8×1.56=3.01(萬t)

井田南邊(333)儲量有65萬噸，煤層厚度為0.8m，由於該塊段要扣除公路煤柱、露頭隔水煤柱和邊界煤柱，沒有開采價值，本設計全部扣除。

35煤層：該段煤層厚度為1.2m，比重為1.53t/m3

(333)：965×28×1.2×1.53=4.96(萬t)

井田南邊(333)儲量有29萬噸，由於該塊段要扣除公路煤柱、露頭隔水煤柱和邊界煤柱，本設計全部扣除。

小計：(333)101.97萬噸，其中：34煤(333)68.01萬噸，35煤(333)33.96萬噸

③邊界煤柱損失：

34煤層：

北邊(拐點2-1)：煤厚1.3m

(333)：350×20×1.3×1.56=1.42(萬t)

北、東邊：拐點14-13-12-10段在采空區，不計算。

西邊：煤厚1.0m

(333)：250×20×1.0×1.56=0.78(萬t)

小計： (333)2.2萬t

35煤層：

北邊(拐點2-1)：煤厚1.0m

(333)：350×20×1.0×1.53=1.07(萬t)

西邊：煤厚1.0m

(333)：300×20×1.0×1.53=0.92(萬t)

小計： (333)1.99萬t

④露頭(采空)隔水煤柱：

34煤層：

東邊：煤厚0.8m,大部分已在公路煤柱中扣除。

(333)：150×20×0.8×1.56=0.37(萬t)

西、南邊：煤厚1.3m

(333)：3400×30×1.3×1.56=20.68(萬t)

34煤層采空區隔水煤柱：

東邊：煤厚1.3m

(331)：350×30×1.3×1.56=2.13(萬t)

(333)：130×30×1.3×1.56=0.79(萬t)

小計：23.79萬噸，其中：(331)2.13萬噸，(333)21.84萬t。

35煤層：

東邊：煤厚1.24m

(333)：150×30×1.24×1.53=0.85(萬t)

西、南邊：煤厚1.3m

(333)：3400×30×1.3×1.53=20.29(萬t)

小計： (333)21.14萬t。

經計算，煤柱損失總計為：

34煤：1.4+2.13+(68.01+2.2+21.84)×0.8=77.17萬t

35煤： 5.4+(33.96+1.99+21.14)×0.8=51.07萬t

礦井設計資源/儲量=945.5-77.17-51.07=880.76(萬t)

計算結果詳見儲量計算結果彙總表3-1-2

儲量計算結果彙總表

序號煤層

編號保有資源量(萬t)工業資源

(萬t)設計利用儲量(萬t)開采損失煤柱(萬t)盤區回采率

%可采儲量

(萬t)

331332333小計

13419878222498453.6376.4333.885291.2

235111114413638555.4504.3328.385404.6

合計30919263511361009880.7662.1695.8

(3)礦井設計可采儲量

礦井設計可采儲量=(礦井設計資源/儲量-工業場地和主要巷道保護煤柱)×采區回采率

由於本設計的主要井筒和工業場地分別布置在34煤層和井田邊界，因此，工業場地沒有保護煤柱，但有井筒保護煤柱。

設計井筒留設煤柱寬度20m ，則34和 35煤分別為130m 和140m

34煤層：

(333)：450×130×1.3×1.56×0.8=9.5(萬t)

35煤層：

(333)： 450×130×1.02×1.53×0.8=7.3(萬t)

設計采區大巷留設煤柱寬度為20m，則34和35煤分別為100m 和104m

34煤

(331)：1200×100×1.3×1.56=24.3(萬t)

35煤

(331)：1200×104×1.1×1.53=21(萬t)

礦井采區大巷和井筒保護煤柱煤量詳見表2-1-3。

表2-1-3 井筒煤柱計算表

煤層井筒保護煤柱(萬噸)工業場地煤柱(萬噸)采區大巷煤柱(萬噸)合計

349.5024.333.8

357.302128.3

共計16.8045.362.1

經計算，井筒煤柱損失總計為為66.32萬t,其中： (331)：45.33萬t，(333)：20.99萬t。

因此，

34煤層可采資源/儲量=(363.43-33.8)×85%=291.2(萬噸)

35煤層可采資源/儲量=(468.74-28.3)×85%=404.6(萬噸)

式中：各煤層為平均厚度為薄煤層，采區回采率取85%

礦井設計可采資源/儲量=291.2+404.6=695.8萬噸

第七節 礦井開拓及開采

一、礦井開拓方式

⑴ 開拓布局

根據現場勘查利用原工業場地及主平硐，采用平硐對全井田進行開拓。

利用主井，井口標高為+1651.37m，方位角均為15°，坡度-3‰，揭穿34煤後沿煤層頂板布置，長240m;利用副井井口標高為+1650.692m，方位角均為15°，傾角-10‰，長245m;利用風井井口標高為+1662m，方位角均為38°，傾角10°,斜長30m，揭穿34煤後沿煤布置與利用總回風平巷(450m)聯通,主井巷道最低標高均為+1645m;副井巷道最低標高均為+1642m;總回風巷標高為+1650m。

在+1642m標高,軌道平巷(利用450m)和運輸平巷(利用420m)之間布置水泵房，分別從軌道平巷和主井向下掘清倉斜巷，至+1640m標高(35煤頂板)，布置總長為60m的主、副水倉。在+1645m標高,主井和總回風大巷之間布置中央變電所。

在+1645m標高, 從運輸平巷布置沿煤運輸大巷510m;在+1642m標高,從軌道平巷布置沿煤軌道大巷500m;在+1651m標高,從總回風在巷沿煤布置長度為520m回風大巷，沿煤傾向將三條大巷聯通形成礦井通風係統，並利用運輸與軌道大巷前期端頭之間布置消防材料庫。

在+1642m標高,從軌道大巷端頭，布置岩石下山，揭穿35煤後沿煤傾向布置放水巷至+1610.5m,再沿大荒坡向斜軸部向上布置放水巷至13401運輸巷底部，用岩石上山與上部的13402運輸巷在向斜軸部聯通，以便下流巷道積水,並向東布置35煤回風巷和二石門及斜巷與回風大巷聯通;同時在+1614m沿煤將兩條放水巷聯通作35煤水泵房。

本方案34煤和35煤煤層采用聯合布置，分煤層開采,同一區段采完34煤後再采35煤，首采麵布置在34煤。根據本礦開采範圍及開采深度。采用一個水平、二個盤區開拓全井田，以一個盤區一個高檔普采工作麵達到設計生產能力，采煤方法為傾向長壁式采煤法。

主井用於進風，鋪設皮帶運輸煤炭，並兼作進風巷、敷設管線和安全出口;副井用於運輸矸石、設備、材料和行人等，並兼作進風巷和安全出口;風井裝設通風機，作專用通風巷道。

煤層的開采順序：根據煤層、資源/儲量和開采現狀分析結果，本礦井全區範圍內可采煤層二層，主要開采34和35煤層，采用聯合開拓布置，斜巷聯係。同一區段先開采34煤層，再開采35煤層。

⑵ 首采區開采布局

該礦設計規模為30萬噸/年，設計1個采區生產，礦井首采區為一采區。在K1煤層中布置一采區軌道、皮帶、回風上山。

⑶ 首采麵布置

設計礦井投產時為1個采煤工作麵組織生產，根椐礦井現有井巷現狀，礦井首采工作麵及接替工作麵布置在一采區34煤層中。

在+1642m標高,從軌道大巷端頭，布置岩石下山，揭穿35煤後沿煤傾向布置放水巷至+1610.5m,再沿大荒坡向斜軸部向上布置放水巷至13401運輸巷底部，用岩石上山與上部的13402運輸巷在向斜軸部聯通，以便下流巷道積水,並向東布置35煤回風巷和二石門及斜巷與回風大巷聯通;同時在+1614m沿煤將兩條放水巷聯通作35煤水泵房。

34煤和35煤煤層采用聯合布置，分煤層開采,同一區段采完34煤後再采35煤，首采麵布置在34煤。根據本礦開采範圍及開采深度。采用一個水平、二個盤區開拓全井田，以一個盤區一個高檔普采工作麵達到設計生產能力，采煤方法為傾向長壁式采煤法。

采煤方法：采用傾向長壁後退式采煤法，高檔普采工藝。礦井一采區通風方式采用並列式通風。

工作麵采用“四六”製作業，以一個高檔普采工作麵達到30萬噸/年設計能力，采煤工作麵長120m;首采工作麵采用DW22-30/100外注式單體液壓支柱配HDJA-1000金屬鉸接頂梁控製頂板，排距1.0m，柱距0.8m，“三四”排控頂，最大控頂距4.2m，最小控頂距3.2m，全部垮落法處理采空區。掘進工作麵采用炮掘工藝，人工裝車，礦用11#工字鋼支架支護。

礦井達產時有1個采煤工作麵和2個掘進工作麵組織生產。

二、礦井開采

(1)確定采煤方法

礦井煤層賦存狀況及開采技術條件，設計采用傾向長壁後退式采煤方法。傾向長壁采煤方法具有下列優點：

1)技術及工藝簡單、應用成熟、具有廣泛的適應性。

2)利於工作麵運輸，安全條件較好、產量大、回采率高。

(2)工作麵采煤、裝煤、運煤方式及設備選型

礦井生產能力30萬噸/年，開采煤層為中厚煤層，煤層傾角平均10°，設計采用高檔普采工藝，全部垮落法管理頂板。以一個高檔普采工作麵和兩個掘進工作麵達到設計生產能力。掘進工作麵配備GMZ-1.2型煤電鑽和YT24型風動鑿岩機打眼，並配備TXU-150A型探水鑽，FBD5.6/30型局部通風機供風。

采煤工作麵采用采煤機落煤，刮板運輸機運煤，工作麵運輸巷采用皮帶機運輸。

(3)工作麵頂板管理方式及支架設備選型

首采工作麵(34煤層)采高為1.23m，礦井投產時采煤工作麵采用DW22-30/100型外注式單體液壓支柱配HDJA-1000金屬鉸接頂梁控製頂板，排距1.2m，柱距0.8m，“三、四”排控頂，最大控頂距4.2m，最小控頂距3.2m。全部垮落法處理采空區。

三、礦井生產現狀

(一)井筒

根據《開采方案設計(變更)》、《安全專篇(變更)》和礦區範圍內地形地貌和煤層賦存、出露地層等特點，我礦已布置了主平硐、副平硐和回風平硐。

1、主平硐

主平硐主要擔負礦井煤炭運輸和敷設管線及進風任務，同時兼作礦井的安全出口。設置有排水溝，井筒內設有通訊、照明及信號電纜。

2、副平硐

副平硐主要擔負礦井設備、材料、出矸石、行人、進風任務，擔負全礦井的行人任務，同時兼進風及礦井的安全出口。井筒內敷設軌道，設置有排水溝。

3、回風平硐

回風平硐主要擔負礦井回風任務。井口設有防爆門、引風道和安全出口，並配備抽出式通風機2台。井筒內設有排水溝。礦井井筒特征見表：

礦井井筒特征表

順序名稱單位主井副井風井

1井口

坐標Xm30169163016924.2873016893.65

Ym3558352935583500.04335583608

2井口標高m+1651.37m+1650.692m +1662m

3方位角度151538

4斷麵淨m29.66.16.1

掘進m210.76.786.78

5長度m24024530

6傾角(坡度)-3‰-10‰10

7井筒裝備皮帶輸送機鋪軌

(二)采區布置

XX煤礦礦區麵積為7.4863km2,開采標高為1780m～1590m,東西長900～3200米，南北寬1950～2920米。在露頭附近過去有老窯開采跡象，根據礦井開采範圍以及礦界劃定範圍，留設露頭、公路及村莊煤柱後，本礦井的實際開采標高範圍，礦井為+1780m～+1590m之間，針對礦區煤層賦存條件、采煤工藝和小型煤礦等特點等綜合分析。設計礦井劃分為一個水平二個盤區開采全井田，水平標高為+1650m。

2、開采順序

煤層的開采順序：根據煤層、資源/儲量和開采現狀分析結果，本礦井全區範圍內可采煤層二層，主要開采34和35煤層，采用聯合開拓布置，斜巷聯係。同一區段先開采34煤層，再開采35煤層。

3、采區車場及硐室

水泵房：在副井與主井之間，在+1642m標高布置井下水泵房，長度為30m，采用梯形或矩形斷麵,錨網噴支護，淨斷麵積5.3m2。

水倉：由副井向主井方向布置清倉斜巷，長度為15m;在+1637m標高35煤煤層頂板布置主、副水倉，其中主水倉長為30m、副水倉長15m，水倉采用半圓拱形、料石砌镟或錨網噴支護，淨斷麵積5.3m2。

中央變電所： 在主井與回風大巷之間，布置中央變電所, 長度為30m，采用梯形或矩形斷麵、錨網噴支護，淨斷麵積5.3m2。

加寬式消防材料庫：在+1642m標高，軌道大巷和運輸大巷的聯絡巷布置消防材料庫，長度為30m，采用梯形或矩形斷麵、料石砌镟加工字鋼或錨網噴支護，淨斷麵積10m2。

35煤水泵房：在+1642m標高,從軌道大巷端頭，布置岩石下山，揭穿35煤後沿煤傾向布置放水巷至+1595m,再沿大荒坡向斜軸部向上布置放水巷至13401回風巷底部，分別用岩石上山與上部的13401運輸巷和回風巷在向斜軸部聯通，以便下流巷道積水;同時在+1600m沿煤將兩條放水巷聯通作水泵房。長度為30m，采用梯形或矩形斷麵、料石砌镟加工字鋼支護，淨斷麵積5.3m2。

4、采區運輸係統

(1)原煤運輸係統

工作麵原煤經采麵刮板機、采麵運輸順槽刮板轉載機(膠帶輸送機)、采區運輸大巷膠帶輸送機、主井膠帶輸送機、地麵膠帶輸送機運至地麵儲煤場。

(2)軌道運輸係統(人員、矸石、設備、材料等運輸係統)

1)人員運輸係統

本礦采用平巷開拓，人員步行上下班，不設計人車運輸人員。

2)矸石材料設備運輸係統

副井、采區運輸大巷;掘進巷道、運輸斜巷、采麵風巷等采用軌道運輸，敷設單軌，軌型18g/m，軌距600mm，木軌枕;利用礦車(材料車、平板車)完成礦井矸石、材料、設備等的運輸任務。

1)煤流方向：采煤工作麵(刮板輸送機)→13401運輸巷轉載機(膠帶機)→采區運輸大巷(膠帶機)→主井(膠帶機))→地麵(膠帶機) →儲煤場。

2)材料流向：地麵→副井(機車)→盤區軌道大巷(機車)→13401采煤工作麵風巷(小絞車)。

地麵→副井(機車)→軌道大巷(機車)→13402掘進工作麵風巷(小絞車)。

地麵→副井(機車) →軌道大巷(機車)→13402掘進工作麵運輸巷(小絞車)。

第八節 礦井通風

1、礦井主扇風機選配FBCDZ-6-№16A型防爆對旋軸流式風機兩台，一台運行，一台備用。風機配套電機型號YBFe280M-6， 55Kw、380V型礦用防爆電動機四台，風量範圍21～55m³/s，風壓範圍98～1970Pa。;掘進工作麵選用FBD-№5.6/2×7.5型局扇風機配阻燃、抗靜電膠質風筒壓入式通風。

2、回采、掘進工作麵配風：按設計要求，回采工作麵配風13m3/s, 每個掘進工作麵配風8m3/s，2個掘進工作麵共計16 m3/s，其它巷道配風4m3/s，礦井總配風量3m3/s。礦井實際總進風量為34.5m3/s，總回風量為35.8m3/s。

(1)主、副井→運輸平巷/軌道平巷→一盤區運輸大巷/一盤區軌道大巷→三石門及斜巷/四石門及斜巷→13401工作麵運輸巷→13401工作麵→13401工作麵回風巷→回風聯絡巷→總回風巷→回風井→地麵 。

(2)掘進工作麵通風線路為：

1、13402運輸巷掘進工作麵

副井→軌道平巷→一盤區軌道大巷→13402運輸巷掘進工作麵→二石門及斜巷→一盤區回風大巷→總回風巷→回風井→地麵 (詳見通風係統及網絡圖)。

2、13402回風巷掘進工作麵：

副井→軌道平巷→一盤區軌道大巷→13402運輸巷掘進工作麵→35煤回風巷→五石門及斜巷→一盤區回風大巷→總回風巷→回風井→地麵。

第九節 礦井安全綜述

1、安全管理職能機構

大方縣XX煤礦安全生產由礦長全麵負責管理;總工程師、安全副礦長喻剛平、生產副礦長趙其軍、機電副礦長吳從海、工程技術人員協助管理;下設通風、安全、機電運輸、調度、瓦斯監控、防突隊、應急救援隊等專門機構，並配備專職管理人員的三級管理模式。

2、安全製度

煤礦建立健全各級崗位責任製、安全生產管理製度，操作規程、作業規程、安全技術措施等項安全生產管理措施，指導煤礦安全生產。

3、安全監控、人員定位係統及瓦斯抽放

(1)礦井裝有瓦斯監控係統，地麵設監控主機、輔機(KJ90NA)各一台，打印機一台，調度終端一台;安設瓦斯傳感器、負壓傳感器、設備開停傳感器、風速傳感器、煤位傳感器、粉塵傳感器、煙霧傳感器、一氧化碳傳感器等對礦井瓦斯、負壓、設備開停、風速、等進行監測監控。監測監控係統在井下設置4個分站，由井下采區變電所電源供電。地麵1個分站由220V電源供電。對井下各工作地點的安全現狀進行全天24小時的監測監控。

(2)礦井建立了下井人員考勤定位係統和井下視頻監控係統;礦井已經完成瓦斯泵房的所有建設工程，安裝了兩套抽放係統(即高負壓及低負壓瓦斯抽放係統)。高、低負壓抽放係統安裝2BE1-253-0BD4X水環式真空泵四台(一台工作、一台備用)，最大抽氣量2105m³/h，壓力60KPa，真空泵配套電機YB315M-10，功率為55kW，轉速565r/min，電壓380V。瓦斯泵工況點運行參數見下表：

瓦斯泵工況點運行對數

瓦斯泵型號抽氣量(m³/h)壓力(kPa)軸功率(kw)轉速(r/min)備注

2BE1 253-0BD4X169059.2535560

高負壓選用Dg219×4.5鋼管或專用PVC瓦斯抽放管作為瓦斯抽放主管，選用D200×3.5鋼管或專用PVC瓦斯抽放管作為瓦斯抽放支管。低負壓選用Dg219×4.5鋼管或專用PVC瓦斯抽放管作為瓦斯抽放主管，選用D200×3.5鋼管或專用PVC瓦斯抽放管作為瓦斯抽放支管。

瓦斯泵吸入端安設了管道瓦斯深度、流量、壓力、溫度等參數的監測傳感器，瓦斯抽放泵房內設瓦斯泵開停傳感器、瓦斯濃度傳感器等並與礦監控係統聯網。

4、機電

(1)礦井雙回路電源均引百納35/10kv變電站的10kv電源不同母線段，架空線路為LGJ-70，供電距離8km;礦方與供電部門已鑒定了供電協議,使礦井形成雙回路供電電源。電源穩定、可靠。

(2)礦井電源直接由10KV雙回電源線路進入工業場地，地麵變電所露天安裝兩台S11-315/10/0.4KV變壓器供地麵設備和照明用電，兩台變壓器一台工作，一台備用。采用10KV兩回電源高壓下井，電源取自地麵變電所不同母線段上。中央變電所內設BGP49-10型高壓隔爆配電裝置，高壓母線接線方式采用單母線分段，兩段母線並列運行。地麵變電所設有KBZ型中質饋電開關18台、ZBZ-2.5M型照明綜合保護器1台、JJB-660型漏電繼電器4台作絕緣監測及漏電保護。井下低壓電壓為127V、660V，各設備用電由各配電點采用放射式供電，局部通風機配置風電閉鎖、瓦斯電閉鎖。井下固定照明電壓為127V。

井下供電係統按規定已實現了“三專兩閉鎖”和電氣設備的“三大保護”等裝置保證了礦井安全供電的需要。

(3)礦井監控、通訊、信號設備均選用礦用本質安全型。井下電話選取用本質安全型電話，並使用礦用電話電纜。照明、燈具均用礦用防爆型。

5、運輸

(1)主平硐采用皮帶輸送機承擔煤炭從井下至地麵的運輸任務。主選用DTL80/20/22型水平固定帶式輸送機，B=800mm ，運輸能力： Q=200t/h ，井筒傾角： α=3° ‰，運輸長度： L=240m ，膠帶輸送機運行速度： V=1.6m/s，電機功率： N=22kW，電壓380v。選用BJR型軟起動力器一套。選擇AR-1000 800mm×1P×6mm×3mm型阻燃膠帶，膠帶的安全係數。工作麵原煤經采麵刮板機、采麵運輸順槽刮板轉載機(膠帶輸送機)、采區運輸大巷膠帶輸送機、主井膠帶輸送機、地麵膠帶輸送機運至地麵儲煤場。

副井、采區運輸大巷;掘進巷道、運輸斜巷、采麵風巷等采用軌道運輸，敷設單軌，軌型18g/m，軌距600mm，木軌枕;利用礦車(材料車、平板車)完成礦井矸石、材料、設備等的運輸任務。

(2)使用的運輸設備均為正規廠家生產和提供，符合煤礦使用標準的合格產品。

3、測試人員由各班推車工、掛鉤工、 絞車司機、電工、翻煤工等工種配合，由機電副礦長吳從海、生產副礦長趙其軍、安全副礦長喻剛平負責檢查和測定。

第二章 聯合試運轉的測試項目、方法、機構和人員

第一節 運輸係統