2007年初，根据铜川矿务局[2007]第70号通知，XX煤矿列支专项资金435.32万元，完成了矿井双风机双电源改造。
2008年初，根据铜川矿务局[2008]第136号通知，XX煤矿列支国债资金64.68万元，安装了矿井顶板监测系统：列支了755.95万元，施工了矿井采区专用回风巷：列支了284.37万元，完成了一套瓦斯抽放系统建设;列支了131.52万元，更换了矿井一般变压器。
2008年初，根据铜川矿务局[2008]第111号通知,XX煤矿列支专项资金340.63万元，完成了2#风井征地、测量、边坡治理及修路工程：列支国债资金800万元开始施工2#风井立井。
2009年初，根据铜川矿务局[2009]第136号通知,XX煤矿2008年、2009年，列支了942.15万元，购置了矿井通风装备和矿井通风系统改造。通风系统改造后能力达到126万t/年。列支了275.34万元施工了矿井采区专用回风巷;列支了157.88万元，更换了红土变电所设备;列支了164.96万元安装了矿井人员定位系统。
2009年初，根据铜川矿务局[2009]第136号通知,XX煤矿专项资金列支了2787.00万元，购置了矿井综采设备;列支了995.45万元，完成了2#风井立井及立井井筒装备;列支了747.45万元，完成了红土变电所改造、2#风井变电所配电装置、35kv变电站设备及红土选煤楼皮带机改造。
该矿2006年核定生产能力为90万t/a，近几年来，矿井一直致力于机械化升级改造，2008年矿井在570东二下山采区布置一套悬移支架面，2009年在570东一下山采区布置一套放顶煤综采，矿井生产能力较以前明显增加，通过矿井采煤工艺不断提升，采煤机械化程度大幅提高。
矿井开拓方式为斜井—立井多水平阶段石门开拓方式。主井提升采用钢丝绳芯带式输送机,型号为DX-1000;带宽1米;带速2.8米/秒;电机功率为2×380KW;安装倾角17°20′;运输长度1118米;副立井井深258米，采用单车单层罐笼提升,提升容器为MG1.1-6A厢式矿车;提升绞车型号为2JK-2.5A;电机功率为310KW;减速机型号为XX-1000;速比1:20。地面建有原煤简易筛选煤矸分离系统、锅炉房、洗浴间等辅助设施和行政办公设施。
2009年末矿井保有地质储量7877.1万t，可采量3860.7万t，目前开拓煤量312.1万t，可采期3.5年;准备煤量236.1万t，可采期29.5个月;回采煤量105.6万t，可采期14.1个月。
目录
第一章矿井概况及地质特征----------------------------10
第一节矿井概况-------------------------------10
第二节地质特征-------------------------------13
第二章井田开拓-------------------------------21
第一节井田境界及储量-------------------------21
第三节井田开拓------------------------------26
第四节井筒----------------------------------27
第五节井底车场及硐室------------------------28
第三章大巷运输及设备---------------------------31
第一节运输方式------------------------------31
第二节运输设备------------------------------31
第四章采区布置及装备-----------------------------36
第一节采煤方法------------------------------36
第二节采区布置------------------------------37
第三节综放工作面布置---------------------------38
第四节综放工作面设备-------------------------41
第五节巷道掘进------------------------------52
第五章通风和安全------------------------------54
第一节概况------------------------------54
第二节矿井通风------------------------------54
第三节灾害预防及安全设备------------------------61
第六章矿井主要设备------------------------------82
第一节提升设备------------------------------82
第二节通风设备------------------------------82
第三节排水设备------------------------------83
第四节压风设备------------------------------84
第七章地面生产系统------------------------------84
第一节煤质及其用途----------------------------84
第二节生产系统------------------------------87
第八章地面运输------------------------------87
第九章总平面布置及防洪排涝-----------------------87
第一节概况------------------------------87
第二节平面布置------------------------------88
第三节场内运输------------------------------89
第十章电气------------------------------89
第一节供电电源------------------------------89
第二节电力负荷------------------------------89
第三节送变电------------------------------90
第四节地面供配电------------------------------90
第五节井下供配电------------------------------91
第七节通讯------------------------------96
第十一章地面建筑------------------------------97
第一节建设条件------------------------------97
第二节工业建筑及构筑物------------------------97
第三节行政、生活福利建筑----------------------98
第十二章给水排水----------------------------------98
第一节给水-----------------------------------98
第二节排水-----------------------------------99
第三节室内给水排水---------------------------99
第四节消防及洒水------------------------------99
第十三章采暖、通风及供热------------------------100
第一节采暖与通风----------------------------100
第二节井筒防冻----------------------------100
第三节锅炉及室外热力网-----------------------101
第十四章职业安全卫生---------------------------101
第一节概述----------------------------101
第二节建筑及场地布置-------------------------101
第六节机构设置及人员配备--------------------106
第十五章环境保护----------------------------107
第一节概述----------------------------107
第三节地表塌陷处理--------------------------110
第四节机构设置及专项投资--------------------110
第一节劳动定员及劳动生产率------------------111
第二节矿井生产成本--------------------------112
第三节产品销售及售价------------------------114
第一章矿井概况及地质特征
第一节矿井概况
一、交通位置
图1-1交通位置图
二、地形地貌
矿井地表为广厚的黄土所覆盖，由于流水切割，形成台塬、梁峁、沟谷相互交织的地貌景观，地势总体南高北低，以南部的XX为最高，绝对标高在1100m以上，北部庞河河谷为最低，标高927m。相对高差为173m.
三、河流
井田内仅发育有一条较小规模的河流——庞河，自西向东流经井田北部，再注入白水河，流量一般为0.27m3/s，最大为0.53m3/s，最小为0.04m3/s，属季节性河流。其他多为间隙性冲沟，其中最大者正常流量1.76m3/min左右。因矿区全为厚层黄土覆盖，多层钙质结核起着隔水作用与地下含水层无水力联系，也不会因采后顶板塌落而使地表水渗入井下。
矿区XX工业广场中间设有一主泄洪涵洞，各分广场都有排水沟及支涵洞，支涵洞流入主涵洞，最后流入自然沟谷，排出广场外。红土镇主斜井工业广场中间也设有主涵洞，主涵洞经泄洪渠与庞河相连。在各生产系统也有排水沟和支涵洞与主涵洞相连接，经主涵洞流入庞河，最后注入白石河。
本井田矿井充水因素主要是大气降水和各承压含水层充水，矿井生产有直接影响的主要是二叠系下统下石盒子组和山西组砂岩裂隙承压水，含水性较强，单位涌水量0.42L/s.m。
矿井正常涌水量为95m3/h，最大涌水量为150m3/h。
本矿区地面无地表积水、无湖泊、水库、蓄水池、水井等相通水体，对井下采掘生产不构成影响，矿井水文地质条件属简单型。矿井涌水主要来自煤层上部的砂岩，矿井水文地质类型属以顶板充水为主，水文地质条件简单，即水文地质条件简单的裂隙间接进水型矿井。采用排水泵多级排水方法解决矿井涌水问题。
四、气象及地震
1、气象
本区属半干旱气候，蒸发量大、降雨量小，根据铜川市气象台资料：历年平均降水量589.2mm,最小降雨量(1977年)为353.8mm，最大降雨量(1983年)为889.4mm，年最大积雪深度150mm(1963年9月)。年平均气温10.6°C，最高气温37.7°C(1966年6月21日)，最低气温-20.1°C(1955年1月9日)，年平均蒸发量1640.1mm。年最大冻土深度540mm(1967、1968年)。
2、地震
据国家地震局兰州地震大队地震资料，本区地震动峰值加速度为0.1～0.15g，对照地震烈度为Ⅶ度。
五、矿区经济概况
六、现有、生产在建矿井及小煤窑分布及开采情况
矿井开拓方式为斜井—立井多水平阶段石门开拓;开采方法为走向长璧综合机械化放顶煤及悬移支架放顶煤开采;掘进方法为综合机械化掘进和炮掘相结合的掘进工艺。运输方式为架线式电机车运输;矿井通风方式为中央并列抽出式通风。井田内无小窑生产和超层越界开采。
七、现有煤炭运销和经济效益情况
本矿煤炭主要以国内为主、兼出口，以火车运输为主，汽车运输为辅。5#-2煤是很好的动力及生活用煤。有很大的销售市场。煤炭综合售价235元/t，年生产120万t，正常年销售收入：28200万元，产品销售市场前景好，收益高。
八、有无文物古迹旅游区及其它地面建筑等情况
井田上方无古迹及重要地面建筑。
九、现有水源
供水水源有红土水厂、XX主斜井井筒水源，能满足矿区用水的需要。矿井正常涌水量为95m3/h，最大时为150m3/h，主斜井井底泵房安装排水设备6GD67×6型共计三台，其中一台工作，一台备用，一台检修，电机功率290kw，排水能力305m3/h，在距主斜井口500米处设腰泵房，安装排水水泵三台，型号为150D30×9，沿主斜井敷设φ219×6mm排水管路两趟半，其中主泵一趟，腰泵一趟，主、腰泵共用(备用)一趟。水仓容量：主仓780m3，副仓537m3。570水平泵房安装150D30×7水泵3台，排水能力305m3/h，电机功率160kw，沿570皮带暗斜井敷设一趟排水管路，管径φ150×6，水仓容量：主仓403m3，副仓230m3。矿井腰泵水排放至地面红土蓄水池两座，容积各500m3，采用自然沉淀，化学药品净化处理后，供矿井民用及生产用水。570水平涌水由570中央水泵排入680水平排水系统，经主排水泵抽至地面经污水处理后排入庞河中;腰泵水排入红土静压水池，经净化处理后采用多级泵站接替供水，供地面生产系统和生活用水及井下生产用水。
第二节地质特征
一、地质构造
1、地层
我矿井田为渭北石炭二迭系煤田，以奥陶系(O1+2)灰岩为基底，依次沉积了太原群(C3t)煤系，厚度11.08—46.38米;二迭系下统山西组煤系陆相含煤建造,厚度0.5—10.66米，和石盒子组(P1S1，P2S)不含煤的陆相砂质泥岩及铝土岩,厚度13.84—326.05米;二迭系上统石千峰统(P12)厚层砂岩及砂泥,岩厚度0-219.8米。以上地层全被第四系黄土覆盖，厚度0-196.56米。
石炭系太原群为本区的煤系地层，由下至上为：
⑴铝质泥岩：灰白色及浅灰色，厚层块状，局部含鳞片状结构及黄铁矿，遇水易变形膨胀。厚度0.5～9.9m，平均4.0m。
⑵泥岩：灰黑色，局部为碳质页岩，含植物化石及黄铁矿，有时变为钙质页岩，厚度0～3.3m，平均0.6m。
⑶10#煤层：井田西部局部可采。厚度0～2.10m，平均0.74m。
⑷泥岩：灰黑色，含植物化石及黄铁矿，有时相变为钙质页岩。厚度1.0～3.5m，平均1.8m。
⑸9#煤层：局部分布，不可采。厚度0～0.3m，平均0.1m。
⑹灰岩：黑色，厚层状，含贝壳类动物化石及黄铁矿，有时相变为钙质页岩。厚度0.8～3.6m，平均1.5m。
⑺泥岩：黑灰色，含植物化石及黄铁矿，局部为铝土页岩代替。厚度0.6～3.8m，平均1.8m。
⑻6#煤：局部分布，不可采，厚度0～0.2m。
⑼泥岩：黑灰色，含植物化石及黄铁矿，局部为铝土页岩代替。厚度2.5～5.9m，平均2.6m.
⑽中粗粒砂岩：黑色-黑灰色，粗粒石英质砂岩，较密、特硬并含黄铁矿，井田内普遍分布。厚度0.3～1.7m，平均0.6m。
⑾泥岩：灰色-灰黑色，富含炭质，有时变为炭质页岩夹植物化石及黄铁矿，常有滑面，厚度0～1.0m，平均0.3m。
⑿5-2#煤层：厚度稳定，在底部有时夹1-2层炭质页岩夹矸。厚度1.02～8.05m，平均3.42m。
⒀炭质泥岩：黑色发亮，呈鳞片状极松散，含炭质。厚度0.3～4.19m，平均1.2m。
⒁5-1#煤层：煤层上部常夹一层0.1m左右的夹矸或花矸，顶部有0.1～0.2m的炭质页岩伪顶，在井田内厚度由西往东厚度增大，局部受侵蚀厚度变小，甚至缺失。厚度0～2.75m，平均1.3m。
⒂泥岩：黑色，含白云母片及植物化石，有黄铁矿结核，局部变为砂质页岩，顶部夹数层薄炭质页岩及煤线受顶部砂岩侵蚀严重地方，此层缺失。厚度0～12m，平均4.5m。
2、构造
XX煤矿在区域构造中的位置位于鄂尔多斯地块南端、渭河地堑北缘。基本构造形态为一走向北东-北东东，倾向北西-北北西的单斜构造，平均角度5°-9°,在单斜构造的基础上发育了次级不同方向的褶皱、断裂、层间滑动构造。
井田内的构造主要有两类：一类为断裂构造，以北东走向平行斜列展出，倾角45°-79°,落差小者1-2m,大者可达十余米。第二类为层间滑动构造，也称“滑矸”，此类呈带状展布，方向以北西向为主。此两类构造对煤矿生产影响极大，断裂构造常造成工作面无法正常布置和回采，层滑构造常造成煤层变薄和无煤带。它不仅直接破坏了煤层厚度的稳定性，致使不可采薄煤带频繁出现，而且使煤层及其围岩完整性遭到破坏，经常呈鳞片状(俗称花矸)，造成采、掘巷道支护困难，压力增大，维护费用和耗材加大，成本提高。另外，煤层伪顶及底板混入煤中又难以选出，灰分较高，煤质因此变坏，直接影响经济效益。
本井田断裂构造和层间滑动构造发育，对煤矿生产影响较大，构造类型为中等构造复杂程度，即二类构造。
二、煤层与煤质
1煤层特性
井田内的含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，共含煤8层，自上而下编号为2、3、4、5-1、5-2、6、9、10煤层，其中以5-2煤为主要可采层，5-1煤和10煤层是次要开采层，其它各煤层均为不可采煤层。可采煤层主要特征如下：
(1)5-1煤层
5-1煤层厚度0-2.75m，平均1.3m，主要分布于井田的东南角和北部，向西、南部与5-2煤层合并，其厚度变化很突然，薄煤带与薄煤带相连，平行排列，钻孔难以控制这种变化，属不稳定煤层。
5-1煤层在采矿许可证平面范围内可采区的实际标高为810.00m-708.00m，可采区范围内煤层埋深250m-365m。
(2)5-2煤层
5-2煤层在5-1煤层下部约0-0.5m处，分布普遍，层位稳定，厚度0.00m-8.05m，平均3.42m，含夹矸0-3层，多为两层，夹矸以泥岩石和炭质泥岩为主。煤层厚度与煤层结构自西向东，由浅至深有厚度增大，结构趋向较复杂的现象。属于全区可采的较稳定煤层。
采矿证范围内5-2煤层埋深100m-637m，煤层平均埋深400m，煤层底板实际标高为920.00m-400.00m。
(3)10#煤层
位于太原组底部铝土泥岩(K1)之上，第一个旋回之中，厚度0-2.1m，平均厚度为0.74m。含夹矸0-2层，其岩性为炭质泥岩或泥岩，厚为0-0.3m，属结构简单煤层。煤层厚度及分布区域受基底构造影响，变化较大，属不稳定煤层。煤层层位的稳定程度受沉积基底起伏控制，随其高低而厚度不同。
10#煤层可采面积919万m2，占煤矿面积的42%。属大部可采的不稳定煤层。
10#煤层在采矿许可证平面范围内可采区的实际标高为745.00m-380.00m，有部分区域位于采矿许可证批准的400.00m标高以下。可采区范围内煤层埋深350m-650m。
可采煤层主要特征详见表2-1。
第二章井田开拓
第一节井田境界及储量一、井田境界矿井位于铜川市红土镇，距铜川市区23公里，东西走向长5公里，南北宽约4.5公里，井田登记面积为21.7664平方公里。煤矿采矿许可证号为：G6100002009061120023707，有效期为2009年6月—2019年6月，批准开采标高1084—400m，地表多为黄土覆盖，显示了黄土台塬和黄土峁梁的地貌特征。地势南高北低，地表以XX最高，海拔+1100米，庞河川最低+927米，相对高差边173米。东与徐家沟井田边界相邻，西与王石凹井田边界相邻，井田范围由27个点圈定。
截止2009年底矿井保有地质量7877.1万砘，5-1煤地质量为93.3万吨;10#地质量为1661.8万吨;其中5#-2保有地质量6122万砘，可采储量为3860.7万吨。
第二节矿井设计生产能力及服务年限
二、矿井设计生产能力
1、本井田面积较大且含煤面积大，煤层赋存较稳定，储量可靠，具有大型煤矿的资源、储量条件。矿井总资源、储量为78.771Mt，可采储量为38.607Mt。按生产能力1.2Mt/a计算，矿井剩余服务年限22.7a。
2、井田内唯一一层可采煤层5#-2煤层赋存较稳定，构造简单，煤层倾角6～15°;水文地质条件简单，煤层以不易燃煤层为主;西部采区煤层厚度大部分在2.5m以上适合一次性采综采全高，东部采区煤层厚度大部分在4.5m以上，适合综采放顶煤开采。对实现矿井一井两面开采十分有利。
3、5#-2煤层煤质为低—中灰、低硫、低磷、中—高发热量为廋煤，可做动力及民用煤，有很大的销售市场。
二、矿井生产能力及服务年限
XX煤矿现有采煤装备为“一综一悬”，从2011年初采煤装备形成两套综采格局，届时能满足生产能力为1.2Mt/a矿井的需要，因此矿井核定生产能力确定为1.2Mt/a，储量可靠，故矿井储量备用系数选用1.42计算。
工业指标：
煤层：计算储量的煤层最低开采厚度：5#-2煤为0.8米。
灰份：最高绝对灰份不大于40%。
容重：各煤层容重均为1.46吨/立方米。
储量备用系数：取1.42。
煤矿剩余服务年限计算方法：
第五节井底车场及硐室
一、井底车场形式该矿井底车场形式立井环行车场。本井底车场布置在570提矸暗斜井以西位置，与570提矸暗斜井下部车场双轨（曲线）巷道相连，形成相互衔接紧密的线路运输体系。二、空重车线长度1＃煤仓下口车场，空车线长度150m，重车线长度300m；2＃煤仓下口车场，空车线长度150m，重车线长度300m；3＃煤仓下口车场，空车线长度150m，重车线长度300m；4＃煤仓下口车场，空车线长度150m，重车线长度300m；三、井底车场硐室及位置1、大巷煤仓有1＃、2＃、3＃、4＃四个，1＃、2＃煤仓布置在西部；3＃、4＃煤仓布置在东部，都布置在570运输大巷上部与集中皮带下山连接，煤仓为立式圆筒煤仓。2、其他硐室：570水平设有变电所、信号硐室、火药库、水仓等。水仓有效容积为788m3，水仓里铺设有轨道，便于人工清理。四、井底车场主要巷道与硐室的支护方式和支护材料主要硐室如变电所采用锚网喷支护；煤仓采用锚网喷支护，巷道及一般硐室均采用锚网索喷支护。井底车场及硐室工程量见表2-2表2-2井底车场及硐室工程量
第三章大巷运输及设备
第一节运输方式
一、煤炭及辅助运输方式
1、煤炭运输方式
煤炭运输为570大巷电机车运输和胶带输送机运输相结合的方式。
采用电机车运煤方式有如下优点：
①在长距离运输，同皮带机运输比较，运输成本低。
②维护简单、动力消耗小。
采用胶带输送机运煤方式有如下优点：
①胶带输送机具有运量大，生产潜力大、运输安全可靠性好，与综采放顶煤生产能力相匹配。
②胶带输送机对大巷坡度要求较低，安装速度快，节省工程投资。
2、辅助运输方式
集中轨下、提矸暗斜井斜巷运输使用液压绞车串车提升，液压绞车具有投资少、维护方便、提升量大，适应性强等优点。
集中轨下、提矸暗斜井斜巷使用液压绞车2台(JKYB-1.8型2台，运输距离共计1600米，坡度10°～7°，只担负矸石、材料和设备的提升任务。
第二节运输设备
一、电机车运输
煤运输路线：工作面煤仓---采区煤仓---570中央煤仓。其技术参数见表3-1。
表3-1zk10-6/550电机车技术特性
序号名称单位数值备注1轨距mm6002轴距mm11003全长mm44704联接器高度mm230，3405车轮直径mm6806机车最大宽度mm10587最小曲线半径M78集电弓工作高度mm1800-22009粘重Kg1000010额定电压V55011电流制直流12小时制机车速度Km/h1113轮缘上的小时制牵引力KG154014轮缘上的小时制牵引功率千瓦4715牵引电机功率KW2×24
二、胶带输送机
煤流运输路线：570暗斜井皮带机—680石门皮带机---主斜井皮带机---选煤楼筛分系统—装车煤仓装车外运。
根据采煤工艺和巷道布置要求，570暗斜井胶带运输机选取STJ800/2×160S固定皮带机，其技术参数见表3-2;680石门胶带运输机选取DSP1063/1000固定皮带机，其技术参数见表3-3;主斜井胶带输送机选取型号为DX-1000固定皮带机，其技术参数见表3-4;
第四章采区布置及装备
二、掘进工作面个数及掘进机械设备
目前，XX煤矿共配备六个掘进工作面(三煤三岩)，其中煤巷：配备2个综掘工作面都采用综掘机掘进和1个炮掘工作面。岩巷都采用炮掘掘进，采用耙斗机装岩。
(1)综掘工作面机械设备配备
①综掘机2台
②转载机2台
③可伸缩带式输送机2台
④刮板输送机4台
⑤煤电钻2台
⑥局部通风机4台
(2)炮掘工作面机械设备配备
①可伸缩带式输送机1台
②刮板输送机2台
③液压锚杆钻机2台
④煤电钻2台
⑤局部通风机2台
⑥调度绞车3台
⑦风动钻机3台
⑧耙斗装岩机3台
⑨风动锚杆机3台
⑩移动压风机3台
三、矿井正常生产时采掘比例关系
矿井正常生产时将有两个综采工作面和五个掘进工作面，采掘比为2：5。
第五章通风和安全
第一节概况
一、矿井瓦斯
二、煤尘
根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年5月9日的检验报告，5-2#煤层煤尘具有爆炸性，爆炸指数为20.74%。煤尘爆炸性鉴定报告表见附表。
三、煤层自燃发火倾向性
根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年5月7日的检验报告，5-2#煤层属于Ⅲ类不易自燃煤层。煤的自燃倾向性鉴定报告见附表。
四、地温
根据地质勘测资料及井下实际情况，本井田无地温异常区。
第二节矿井通风
一、通风方式和通风系统
矿井通风方式采用中央并列式，通风方法为抽出式。主扇型号为BWZ2K60—NO24型，电机型号为JRQ—158，额定功率均为380KW，风机叶片安装角350。矿井有三个进风井筒(副立井、红土主斜井、新风井)，一个回风斜井(2#回风立井)。矿井总进风量5100m3/min，其中，副立井进风量1900m3/min，红土主斜井进风量1700m3/min，新风井进风1500m3/min;回风井排风量5300m3/min。负压2430Pa，等积孔为2.12m2。
矿井需要风量4832m3/min，实际进风量5100m3/min，矿井有效风量4900m3/min。
矿井历年瓦斯鉴定均属低瓦斯矿井。矿井2009年度瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯绝对涌出量6.65m3/min，相对涌出量3.22m3/t;二氧化碳绝对涌出量5.41m3/min，相对涌出量2.62m3/t。矿井主采煤层5-2煤层，煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为20.74%。
二、采煤工作面通风
目前，矿井采煤工作面通风系统全部采用“U”型通风方式。
新鲜风→石门进风平巷→轨下→采区进斜→运顺→工作面→回顺→采区回斜→总回→风井(排出地面)。
采煤工作面实际需风量主要根据工作面瓦斯涌出量，并兼顾工作面气温、风速和同时工作人数等工作面环境条件进行计算，并取其中最大值。采煤工作面的需要风量：
1、按瓦斯涌出量确定需要风量，计算公式为：
Q采=100×QCH4×KCH4(m3/min)
=100×1.95×1.6
=312m3/min
式中：Q采—采煤工作面需要风量，m3/min;
QCH4—工作面绝对瓦斯涌出量m3/min;
KCH4—采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数
2、按工作面温度选择适宜的风速计算
Q采=60V采×S采(m3/min)
=60×0.8×12.9=619.20m3/min
式中：V采—采煤工作面风速，m/s;
S采—采煤工作面的平均断面积，m2。
3、按回采工作面同时作业人数计算需要风量：
Q采>4N(m3/min)
=4×50
=200m3/min
式中：N—工作面最多人数，人;
根据以上计算取最大值进行风速验算,
Q采=619.2m3/min
4、按风速进行验算：
60×0.25S
60×0.25×10<619.2<60×4×10
150<619.2<2400
经验算风量符合要求,确定工作面配风量为619.2m3/min,
综上所述确定采煤工作面需风量为
∑Q采=Q采3108+Q采3602=619.2+619.2=1238.43/min
5、备用工作面按下式计算
Q备≥1/2Q采
=1/2×619.2=309.6m3/min。
∑Q备=Q备1×n=309.6×1=309.6m3/min
三、掘进工作面配风
矿井能力核定后配备5个掘进工作面，其中3个综掘工作面，2个炮掘(岩巷)工作面。
掘进工作面均采用压入式通风，为了保证有足够的风量，根据各掘进头瓦斯涌出情况及通风距离长短，配备不同型号、功率的风机(2×11、2×15、11KW)。
掘进工作面需要风量
1、按照瓦斯涌出量计算：
Q掘=100q掘×k掘通(m3/min)
=100×0.28×1.8
=50.4m3/min
式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min;
q掘—掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3/min;
k掘通—瓦斯涌出不均衡通风系数，取值1.8。
2、按局部通风机实际吸风量计算需要风量：
岩巷掘进：Q掘=Q扇×Ii+60×0.15S(m3/min)
=145×1+60×0.15×10.1
=235.9m3/min
煤巷掘进：Q掘=Q扇×Ii+60×0.25S
=240×1+60×0.25×8
=360m3/min
式中：Q扇—局部通风机实际吸风量，对旋风机(WZD60-11*2)吸风量160-240m3/min;JBT-52风机吸风量145-225m3/min。
Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
3、作业人数和炸药量计算需要风量：
Q掘>4N
=4×20
=80m3/min
Q掘>25A
=25×4.2
=105m3/min
式中:N—工作面最多作业人数
A—一次爆破最大炸药量kg
根据以上计算取最大值进行风速验算,即煤巷取360m3/min(对旋风机),岩巷取235.9m3/min(JBT-52)
4、按风速进行计算：
煤巷：60×0.25S掘 60×0.25×10<360<60×4×10 150<360<2400 岩巷：60×0.15S掘 60×0.15×10.1<235.9<60×4×10.1 90.9<235.9<2424 经验算风量符合要求,确定煤巷头供风量为360m3/min,岩巷头供风量为235.9m3/min 综上所述确定掘进工作面需风量为： ∑Q掘=Q掘1+Q掘2+Q掘3 =360+360+360+235.9+235.9=1551.8m3/min 四、井下硐室及其它巷道需要风量 1、井下爆炸材料库配风： Q库=4v/60 =0.07v =0.07×2886 =202.02m3/min 式中：v—井下爆炸材料库的体积，m3。 2、绞车房配风： Qri=3600×ΣN×Q/ρ×CP×60×Δt =3600×200×0.04/1.2×1.0006×60×5 3、采区机电硐室按经验值确定风量： Qri=80m3/min ④采区轨下延伸小绞车硐室按经验值配风： Qri=60m3/min 综上所述确定硐室需风量为 ∑Q硐=202+80×2+80×4+60×4=922m3/min 4、其它巷道需要风量 按风速验算： 岩巷：Q其≥9S其它 Q其≥9×9.1=81.9m3/min 取值90m3/min ∑Q其=Q其×n=90×2=180m3/min 五、矿井所需风量： 生产矿井需要风量按各采煤、掘进工作面、硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算。现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。 Q矿≥(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它)×K1.15 =(619.2*2+360*3+235.9*2+922+309.6+90*2)×1.15 =4201.8×1.15 =4832m3/min 式中： ∑Q采—采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min; ∑Q掘—掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min; ∑Q硐—硐室实际需要风量的总和，m3/min; ∑Q备—备采工作面实际需要风量的总和，m3/min; ∑Q其它—矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需要风量的总和，m3/min; K—矿井通风需风系数(抽出式取1.15—1.20)。 六、矿井通风能力计算： 1、计算公式： 选用矿井通风能力核定方法二：由里向外核算法。 A=ΣP采i+ΣP掘j 2、参数选取： 参数选自矿井采面实际参数及参考矿井前三个月生产情况。 3、能力计算： 矿井总风量5130m3/min，矿正常生产布置2个回采工作面，1个备采工作面，5个掘进工作面，11个独立通风硐室，矿井总需风量为4832m3/min，完全满足矿井安全、合理生产的要求。 综放工作面工作面采高2.2m，放顶煤厚度2.3m，循环进度0.6m;综采工作面采高2.8m，循环进度0.6m，煤层倾角5～15°。 矿井5个掘进工作面中，2个为全岩掘进，3个为沿5#煤层底板掘进的煤巷，煤巷每班掘进进尺7m。 则矿井通风能力为： Pn=∑P采i+∑P掘i =l采×h采×b×r×n×N×c×a+s×b×r×n×a =(153×4.5×2.4+150×2.8×3.6)×1.46×330×0.85×0.9+10×7×1.46×330×3 =126.7503万t/a 式中：l—回采工作面平均长度; h—回采工作面煤层平均采高m; b—回采工作面正常生产平均日推进度; r—回采工作面原煤视密度，1.46t/m3; n—年工作天数; N—正规循环作业系数，85%; C—回采工作面回采率，90%; a—回采工作面平均个数;2 s—掘进巷道断面积，10m2; b—掘进工作面正常生产条件下平均日进尺，7m; n—年工作天数:330天 a—掘进工作面平均个数:3个 七、矿井通风能力验证 1、矿井动力验证 矿井主要通风机现排风量5525m3/min，负压248mmH2O，风机特性曲线及工况点见图1。主扇风机的额定风压为1850pa—2520pa，主扇风机风压为1850pa，小于该风机最大风压的0.9倍，符合安全规定。 由风机特性曲线图可以看出，主扇风机的工况点处在风压特性曲线“驼峰”的右侧，在合理工作范围之内，运行稳定。 2、矿井通风网络能力验证 矿总进风量比较大，矿井通风总阻力为1850Pa，矿排回风量为5212m3/min，矿井通风等级孔为2.38m2，这说明XX矿通风较容易。矿井通风网络符合《规程》规定，采掘工作面通风系统完善、合理，不存在违反规定的串联通风、扩散通风、采空区通风等地点。 通风网络中的通风阻力分配合理且与风量匹配。因此，通风网络能力能够满足生产安全的需要。 3、矿井有效风量验证 4、矿井稀释排放瓦斯能力验证 历年矿井瓦斯等级鉴定均为低瓦斯矿井。根据瓦斯等级鉴定和开采实践瓦斯管理经验，在正常通风情况下，工作面进、回风巷瓦斯含量较低，生产工作面中从未出现过瓦斯超限和瓦斯积聚现象。 八、确定矿井通风系统核定生产能力： 经过矿井通风动力验证、矿井通风网络能力验证、矿井有效风量验证、矿井稀释瓦斯能力验证，矿井通风能力核定为年产126万t。 第三节灾害预防及安全设备 (一)预防瓦斯积聚的措施 1、加强通风管理 (3)主要通风机必须装有反风设备，每月倒机一次、检修，并做到每季度至少检查一次，一年至少进行一次反风演习，装有主要扇风机的出风井口，必须装设防爆盖(门)。以保护主要通风机。 (4)通风系统应力求简单、合理、可靠、稳定，无用的巷道应及时封闭，进、回风流的联络巷道必须砌筑两道坚固的挡风墙，以防风流短路。 (5)各采掘工作面实行独立通风，各处的风速应符合《规程》第101条规定。严禁不合理的串联风，扩散风、老塘风。 (6)坚持以风定产，严禁超通风能力生产。 (8)采空区必须及时封闭，必须随采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道。采煤工作面开采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。密闭墙施工规格及技术质量要求必须符合“一通三防”管理规定，并有竣工验收记录可查。 (9)对临时停工的地点，不得停风，否则必须切断电源设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿调度、通风调度汇报。停工、停风区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3%或其它有害气体浓度超过《规程》第100条的规定不能立即处理时，必须在24小时内封闭完毕。 (10)对临时或长期停工停风的独头巷道，施工单位应在停风前撤出一切设备和断开风水管及缆线、轨道，并及时报告有关部门及通风区进行封闭。 各单位因生产需要临时拆除设施时，必须事先报告通风部门，采取措施后，经允许后方可拆除，否则以破坏设施论处。 (1)局部通风机必须由指定专人负责管理，保证正常运转，严禁无计划停电停风，并在风机管理牌上签字以备待查。 (2)压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10米;全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风巷口间的巷道中的最低风速必须符合《规程》第101条规定。 (3)必须采用抗静电、阻燃风筒，风筒出口距掘进工作面的距离应在作业规程中明确规定。工作面正前15米必须使用抗崩风筒。 (4)局部通风机的附属装置要齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位(包括电缆接线盒)有衬垫护板(不漏风)，通风机必须上架或吊挂，离底板高度大于0.3米，5.5kw以上风机要装有消音器，吸风口前方10m范围内严禁堆放任何物料与设备。 (5)局部通风机和掘进工作面中的电气设备，岩巷头必须装有风电闭锁装置，煤巷头及穿层巷道必须装有三专两闭锁装置，当局部通风机停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时，能立即切断局部通风机供风巷道中的一切电源。 (6)局部通风机必须与采煤工作面分开供电，或采用有选择性漏电保护装置的供电线路供电。 所有掘进工作面通风，必须实现双风机双电源，自动分风，自动切换装置，双回路供电达到“三专两闭锁”，并坚持每班对自动切换装置进行一次试验，发现故障应及时处理，确保切换装置完好。 (7)严禁使用1台局部通风机同时向2个作业地点供风，严禁随意掐开风筒及扩散通风。 (8)使用局部通风机进行通风的掘进工作面，无论工作或交接班，都不准停风。 (10)局部通风机因故停止运转，必须撤出人员，切断电源。在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%和CO2最高浓度不超过1.5%，且符合《规程》第129条开启局部通风机条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。 停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须制定安全排放瓦斯措施，报矿技术负责人批准，由通风区长负责组织矿兼职救护队排放。 在排放瓦斯过程中，应有瓦斯检查员在停风巷道回风流与全风压风流混合处检查瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到1.5%时，减少向停风巷道的送入风量，确保停风巷道排出的瓦斯在全风压风流混合处的瓦斯浓度和二氧化碳浓度都不得超过1.5%。 排放瓦斯时，严禁一风吹。 排放瓦斯时，乏风所经回风系统必须切断所有电气设备电源，并撤出一切人员，在通道口设置警戒。 排放瓦斯结束后，由瓦斯检查员报告矿调度室;矿调度室向变电所下达送电命令。区队电工对恢复通风巷道中的电气设备进行检查，经检查证实完好时，方可人工恢复局部通风机供风巷道中的一切电气设备的电源。 4、加强回采工作面落山角放顶管理，放顶前必须拆除巷帮锚杆，放顶不实处用矸石充填严实，出现悬顶，防止局部瓦斯积聚，要采用强制放顶措施处理，如发生局部瓦斯积聚超限时，要立即采取针对性措施处理。 (二)加强矿井瓦斯的检查与监测 1、井下所有采掘工作面、峒室、安设机电设备的地点，有人员作业的地点都应纳入检查范围。 2、井下各采掘工作面必须配备专职瓦检员检查瓦斯。井下峒室和其它巷道每班安排瓦斯检查员进行巡回检查，按规定巡回路线及规定检查次数进行检查、汇报，详细检查每个地点。杜绝空班漏检，弄虚作假。瓦检员要做到检查及时、准确，记录清晰，发现问题应及时采取措施和汇报请示处理。 3、采掘工作面的瓦斯检查次数规定如下： (1)采掘工作面瓦斯检查每班规定检查3次，汇报3次。 (2)对瓦斯涌出较大，变化异常的采掘工作面，必须配备2名专职瓦检员，其中一名跟炮(机)检查，一名工作面专职瓦检员，巡回检查工作面进风风流、落山角、回风风流瓦斯浓度，每班至少四次，汇报四次，瓦斯浓度按1%进行管理，并严格执行矿发有关瓦斯异常区域治理管理规定。 7、井下采空区密闭墙前CO每班检查一次，检查结果做好原始记录。 8、井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度每天至少检查一次，挡风墙外的瓦斯浓度每周至少检查一次。 9、通风区值班人员必须审阅“一通三防”各类报表，掌握了解通风瓦斯等变化情况，发现问题及时处理，并向矿调度室汇报。 10、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区长、工程技术人员、班长、安检员、流动电钳工等下井时，必须携带便携式甲烷检测仪。 11、矿井安全监控系统的安装、使用和维护必须符合《规程》和《AQ1029—2007煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》的要求。 12、采区设计、采掘作业规程，必须对安全监控设备的种类、数量和位置，信号电缆和电源电缆的敷设，控制区域等做出明确规定，并绘制布置图。 14、矿井每一个采区、一翼回风巷及总回风巷的测风站应设置甲烷、风速传感器，主要通风机的风硐应设置压力传感器;主要通风机、局部通风机应设置开停传感器，主要风门应设置风门传感器，瓦斯抽放泵站的抽放泵吸入管路中应设置甲烷、流量传感器、温度传感器和压力传感器，泵房应设置甲烷传感器。 18、通风调度要加强瓦斯监控和调度，发现问题应立即采取措施处理，对重大通风、瓦斯等问题，应立即汇报通风科、矿调度及矿有关领导。 20、加强高瓦斯区域综合治理，保证安全生产。采掘工作面瓦斯涌出量增大或瓦斯浓度超过《规程》规定时，必须采用瓦斯抽放为主，风排为辅的瓦斯治理方案。 21、设置井下移动瓦斯抽放泵站时，应遵守下列规定： (1)移动瓦斯抽放泵站应安设在新鲜风流中。 (2)抽出的瓦斯可排至矿井一翼回风巷或采区回风巷，但必须保证稀释后风流中的瓦斯浓度不超限。 (3)抽出的瓦斯排入回风巷时，在排瓦斯管路出口必须设置栅栏、悬挂警戒牌等。栅栏设置的位置是上风侧距管路口5米，下风侧距管路出口30米，两栅栏间禁止任何作业。 (4)在下风侧栅栏外必须设置甲烷传感器，巷道回风流中瓦斯浓度超限时，实现报警断电，并进行处理。 22、敷设的瓦斯抽放管路，不得与带电物体接触，并应有防止砸坏管路的措施，应设专人每天检查管路是否完好，发现问题及时处理。 23、移动瓦斯抽放泵站必须设置甲烷传感器，抽放泵输入管路中必须设置甲烷传感器。当泵站内瓦斯浓度超过0.5%时，必须切断泵站内一切电源。 24、在瓦斯抽放系统中必须装设有防回火、防爆炸作用的安全装置。 25、应定期检查维护抽放管路，确保管路不漏气，无积水。井下安装检修管路时，必须制定专门措施，报矿总工程师批准，方可执行。 (三)防止瓦斯引燃爆炸的措施 防止沼气引燃的原则是禁止一切火源，对生产中可能发生的火源严格管理与控制，防止其产生或控制其引燃沼气的能力;一旦在某一地点发生沼气爆炸，则应尽量将其限制在局部地区，尽量缩小其波及范围。为此，应采取以下措施： 2、防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及其安全性能;经检查合格，签发入井合格证后，方准入井。 3、井下的机械和电气设备以及供电网路都要按《规程》及质量标准化标准要求安装和使用，并应经常检查和维护，使之始终处于完好状态。使用单位要加强检查维修管理，做到“三无、四有、两齐三全、三坚持”，坚决杜绝电气设备失爆。 4、井下使用矿灯人员严禁拆开、敲打、撞击矿灯。加强矿灯维修管理，有可靠的短路保护装置，严禁发放不完好的矿灯。 6、装配引药必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的放炮工作地点附近进行，禁止坐在火药箱上装配引药。 7、装药时，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，使用水炮泥、炮泥，封泥长度应符合作业规程规定。严禁使用煤块代替炮泥。 装药完毕后，将电雷管脚线扭结成短路，严禁同运输设备、电气设备及采掘机械等导体相接触。 8、放炮员必须把炸药、雷管分开存放在火药箱和管箱内，并加锁，严禁乱仍乱放。剩余药管必须交回火药库。 9、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药爆破。 (1)爆破地点附近20米以内的风流中瓦斯浓度达到1%; (2)在爆破地点20米以内，矿车、未清除的煤、矸或其它物体堵塞巷道断面1/3以上; (3)炮眼内发现异状、温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出，煤岩松软、透老空等情况; (4)未使用水炮泥及封泥不符合规定; (5)采掘工作面风量不足。 1、矿井必须建立完善的防尘系统，没有防尘系统的采掘工作面不得生产。水源要充足，水质要清净，地面水池供水设备要齐全，管路安设要完好，井下各采掘工作面、煤仓、转载点、回采工作面进、回风巷以及各主要运输巷和回风巷，采区上下山等都必须安设洒水喷雾装置和阀门。 2、井下所有掘进工作面必须实行湿式打眼，放炮前后冲洗岩、煤帮;装碴攉煤前洒水降尘。 3、各采掘工作面以及主要进、回风大巷都要安设净化水幕和放炮水幕，净化通风，减少煤尘的产生和飞扬。 4、各单位编制作业规程时，要认真计算风量，并符合局风量计算细则规定，通风区对井下各处按计划合理供风，防止煤尘飞扬、沉积，严禁出现微风和超风速现象。 5、综放工作面必须有完善的防尘系统，架间喷雾和放煤喷雾逢架必有，做到移架同步喷雾;机组内、外喷雾齐全，并能正常使用。 6、综掘机作业时，应使用内喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不小于1.5MPa，如果内喷雾装置使用水压小于3Mpa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置。 7、通风区要按规定定期冲洗辖区范围巷道煤尘、运输区要对570东西大巷按期洒水，清除积尘。各采掘单位要按规定定期冲洗巷道煤、岩尘，皮带头、溜子头要班班冲洗清理煤尘。井下巷道不得有厚度超过2毫米、连续长度超过5米的煤尘堆积。 8、井下所有煤仓必须经常保持一定存煤、不得放空，防止风流短路。 9、井下使用的矿车严密不漏煤，轨道要平整，矿车煤、矸不要装得过满，以免散落造成粉尘飞扬。 10、认真做好个体的防尘、使用好防尘口罩，要爱护防尘设施，发现问题及时处理和汇报有关部门及时处理，坚持按防尘管理规定不违章作业。 11、井下各水平、采区、采掘工作面之间必须设置隔爆水棚，阻止瓦斯爆炸或煤尘爆炸而波及其它地点。 隔爆水棚安装的地点、数量、水量及安装质量符合规定要求，并实行挂牌维护管理。 1、加强井上、井下消防列车库管理，供应科负责按通风区审批的计划及时补充消防器材，按《规程》和本计划要求配备。井下消防列车库内的材料、设备、列车实行编号管理。通风区设专人负责管理，严防丢失，严禁任何人挪作它用。 2、加强井下变电所管理，电气“三大保护”必须齐全，灵敏可靠，坚持正常使用。所有变电所设专人看管，定期清扫煤尘及杂物。变电所防火门上的栅栏门要保证正常开启，防火门墙预留的管线孔要封堵严密，严禁任意堵塞调节风窗和任意调节，保持通风良好，防止高温。 3、各机电峒室、移动压风机峒室及皮带运输机头应设置砂箱(变电所砂量不少于1m3)和灭火器等防火工具(机电峒室干粉灭火器4个，配电点2个)，火药库门口放置泡沫灭火器2个，干粉灭火器2个，皮带头放置干粉灭火器2台，存放砂量0.5m3及前后20米巷道范围内必须使用不燃性材料支护。所有溜子、皮带等设备机头必须配备不少于20米的洒水软管。 4、采空区必须及时封闭，必须随采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道。采煤工作面开采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。密闭墙施工规格及技术质量要求必须符合“一通三防”管理规定，并有竣工验收记录可查。 5、井下各机电硐室、胶带输送机机头防火器材、工具按防火管理规定配备齐全。硐室防火器应悬挂、放置在进风侧，距防火门3米之内的地点;皮带头应悬挂、放置在人行道一侧，距皮带头不超过5米的上风侧。 6、井下各峒室不准存放汽油、煤油和变压器油。井下使用的润滑油、棉纱、布头等，必须存放在有盖的铁桶内或不燃性的容器中，使用后严加保管，不得乱扔乱放，定期送到地面处理。 7、严格执行放炮管理制度，加强火药、雷管、放炮器材的检查管理，严禁用煤块、煤粉、炮药纸等易燃物代替泡泥，工作面剩余药管要存放在专用箱内，严禁乱扔乱放，并执行退交制度。 9、动力部门每年在雨季前对矿所有电气保护装置及避雷器认真进行一次全面检查维修，并对避雷器试验1次，每季度对接地电阻测试1次，发现问题，及时处理，确保完好。两斜井轨道要在井口加两组绝缘道夹板，风、水管路和铠装电缆都必须在井口附近将金属体进行不少于两处良好集中接地，通讯线路必须在入井处装设熔断器和避雷装置，防止雷电和地面杂散电流传入井下。 10、动力部门要加强电气设备检查、维护管理。使用中的防爆电气设备的防爆性能每月检查一次;配电系统、断电保护装置每半年检查整定一次，负荷变化时应及时整定;高压电缆的泄露和耐压试验每年一次;主要电气设备绝缘电阻每半年检查一次;固定敷设电缆的绝缘检查每季度一次，每周由专职电工检查一次外部和悬挂情况;移动式电气设备的橡套电缆绝缘检查每月一次，每班由当班司机或专职电工检查一次外皮有无破损;接地电网接地电阻值测定每季一次，发现问题，应及时采取措施处理。 11、电气设备使用的绝缘油的物理、化学性能检测和电气耐压试验，每年应进行一次，但对操作频繁的电气设备使用的绝缘油，应每6个月进行一次耐压试验。 油断路器经3次切断短路故障后，其绝缘油应加试1次耐压试验，并检查有无游离碳。 不符合标准的绝缘油必须及时处理或更换。油浸电气设备的绝缘油量应定期检查，并保持规定油量。 更换和试验矿用设备绝缘油应有记录。 12、使用架线电机车的主要运输大巷，必须采用不燃性材料支护。 13、加强地面防火管理。坑木厂、火药库、油库及各类材料、设备库房，都应完善消防栓，配备灭火器等消防材料和工具，严禁烟火。 14、加强选煤楼防火防尘管理 (1)加强防尘管理，完善防尘系统、设施，每旬清扫冲洗煤尘和杂物，严防煤尘飞扬堆积，实现安全文明生产。由动力科组织，安质科、通风科参加，每旬对红土选煤楼系统安全检查一次，并纳入季度通风质量考核; (2)加强选煤楼采暖管理，严禁使用明火取暖，防止引起火灾;各部皮带头应配备齐全防火器材，并符合规定要求。 (3)加强电气设备管理，防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求，对防爆性能遭受损坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。 四、预防水灾事故的措施 我矿现生产范围无老窑积水，但在雨季期间，矿井防洪工作仍要引起足够重视。 1、生产科地测组对矿区内采空区塌陷情况雨季前后进行地面全面检查，发现塌陷要立即报请矿分管领导及管理部门，组织人员及时填缝封堵，防止地表水渗入井下。 2、生产科地测组每月初应逐头逐面对矿井所有生产区域进行防治水排查，认真落实隐患整改工作。 3、生产科地质组要根据矿井水文地质条件及生产过程中矿井涌水情况，制定出矿井年度防治水计划，并组织实施。生产科地质组必须定期收集、调查和核对相邻矿井和废弃的老窑情况，并在井上、下对照图上标出其井田位置、开采范围、开采年限、积水情况。 4、井巷出水点的位置及其涌水量，有积水的井巷及采空区的积水范围、标高和积水量，必须绘在采掘工程平面图上。 5、每次降大暴雨时和降暴雨前后，应及时观测井下水文变化情况，并向矿调度室报告。 6、井下探放水应坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先冶后采”的原则。为了预防水灾事故，当巷道掘进到含水体一定距离或疑问区内时，应先弄清积水区的基本情况，加固探水地点附近的巷道支架，清理巷道，挖好水沟，有控制地将水放出，钻进时，应注意钻孔情况，发现异状必须停止钻进，进行检查，监视水情，并报告生产科地质组及矿调度室。 7、物业公司每年雨季前要把所有排水沟全面清理一次，保证排水畅通，运输区、机运车间和机电车间要分别在三个井口配备砂袋，严防地面水浸入井下造成灾害。 8、红土井底，主排水泵房和下山开采的采区排水泵房供电线路，不得少于两回路，当任一回路停止供电时，另一回路应能担负全部负荷。动力部门负责组织对排水设备、管路、机电设备和供电线路，必须经常检查维护。在4月初必须全面检查检修一次，并对全部工作水泵进行一次联合排水试验，发现问题及时采取措施处理，保证排水系统畅通完好。并根据《规程》第281条规定，水仓、沉淀池和水沟中的淤泥要组织有关单位每年雨季前至少清理2次。 9、570各下山采区在安排部署准备工作面时，应在工作面下顺槽设计好临时水仓，及时施工、并根据水文地质资料和涌水量选用排水设备。 10、采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可掘进。 (1)接近水淹或可能积水的井巷、老空或老窑时; (2)接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时; (3)接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时; (4)打开隔离煤柱放水时; (5)接近可能同河流、湖泊、水库、蓄水池、水井等相通的断层破碎带时; (6)接近有出水可能的钻孔时; (7)接近其它可能出水地区时; (8)发现有出水征兆时。 五、预防顶板事故的措施 我矿井下煤层赋存较稳定，顶板中等稳定对开采比较有利。但也有局部变化带，如冲刷带、小断层、小底鼓等存在，因此在顶板管理上仍然不能麻痹大意。如稍有疏忽，就可能造成顶板事故，危及职工生命安全，影响生产。为预防顶板事故的发生，应做好以下工作： 1、加强矿压观测及地质预测预报工作，生产科有关业务人员要认真研究我矿煤系地层的地质情况，特别是煤层及其顶底板岩性和矿压分布及显现规律，做好预测预报，为设计和生产管理提供可靠的科学依据。 2、认真搞好设计，合理布置巷道，确保巷道层位，煤(岩)柱尺寸、断面和支护形式的规范设计。岩巷实行光面爆炮，锚喷支护煤巷沿底板送巷。煤层松软破碎时采用架棚联合锚杆支护;煤层顶板完整时采用架棚联合锚杆(索)支护。 4、强化现场管理，提高工程质量。 在煤(岩)巷使用锚网支护技术时，严格按作业规程规定及按设计要求施工，眼深必须达到设计要求。业务部门要加强施工质量检查管理，发现失效锚杆及锚固力抽检中不合格的，必须及时补打。 6、运送、安装和拆除液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和控制顶板的措施，并落实专人负责。 8、处理倒架、歪架、压架以及更换顶梁、立柱、底座等大型部件时，都必须有安全措施。 10、为保证回采工作面支护强度，应做到： 泵站压力符合作业规程要求，乳化液的配制、水质、配比符合有关规定，乳化液系统不得有漏液现象。泵站工必须用浓度测试仪认真检查乳化液浓度，每班不得少于两次，并有记录。液压支柱初撑力必须保证达到作业规程规定要求，每班应有专人检查，做好记录。工作面必须严格按作业规程要求沿底推采，不得留底煤，防止支柱受压钻底，当工作面底板松软时，单体支柱必须穿靴。工作面出现卸载支柱时，必须进行补液，失效支柱必须及时更换，不得出现缺柱现象，严禁使用漏液、损坏、失效的液压支柱。 单体支柱必须经过试压验收合格后方可入井。 11、工作面放炮前必须对顶板进行检查维护，坚持分组放炮，减少放炮对顶板的破坏。放炮后应立即移梁，打好贴帮柱，防止片帮漏顶事故的发生。 12、放顶时，必须按顺序作业，在放顶线打好戗柱，防止发生推倒支柱事故，对压力大的地方必须采取特殊支护。单体支柱必须经过试压验收合格后方可入井。 13、无论是炮前还是炮后，进入工作面时，严格执行“敲帮问顶”制度，危石必须挑下，无法挑下时，应采取临时支护措施或打眼放小炮处理，以保证安全作业。 14、严格施工质量,发现不合格的支架或已损坏的支护,应及时处理,发现漏顶时，必须接顶背严，空顶隐患不处理好不准继续施工。 15、更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临近支护，必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护，必要时还应采取临时支护措施。在倾斜巷道中，必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。 17、通风区要加强主要大巷及材料上、下斜巷的维护管理，确保系统畅通;加强巷道失修状况调查，及时处理活矸危石，防止片帮落矸伤人和砸坏风、水管路及缆线。 六、矿井安全监测系统和自救器的配备 1、KJ90安全监测系统： 2、自救器的配备 七、兼职救护队规模及编制 第六章矿井主要设备 第一节提升设备 一、概述 矿井设计生产能力为1.2Mt/a，矿井主要可采水平+570m，开拓方式为立井石门，多水平综合开拓，完成人员、材料、矸石等的任务。 二、设备配置 立井井筒深258m，采用单车单层罐笼提升,提升容器为MG1.1-6A厢式矿车，提升物料矸石，提升绞车型号为2JK-2.5A。 第二节通风设备 依据地质勘探资料XX煤矿属于低瓦斯矿井，2009年瓦斯等级鉴定结果为“低瓦斯”矿井。矿井通风系统采用中央并列抽出式通风方式，2个进风口，一个回风口。矿井总进风量4255m3/min，其中，副立井进风量2450m3/min，红土主斜井进风量1805m3/min;回风井排风量4289m3/min。 二、通风设备 两台主要通风机型号均为BWZ2K60——NO24型，电机型号为JRQ——158，额定功率均为380KW，风机叶片安装角350。总排风量4468m3/min，负压2940Pa，等积孔为1.57m2。该通风机的技术特征见表6-3。 矿井反风采用风机反转实现反风。 表6-1通风机的技术特征 第四节压风设备 矿井在井下岩巷掘进工作面进风上平台安装移动空气压缩机一台(VFY—9/7-KB型)，向掘工作面供风。 第七章地面生产系统 第一节煤质及其用途 一、煤的物理性质和煤岩特征 1、煤的物理性质 5#煤为黑色,条痕色为黑色,强玻璃光泽,贝壳状断口,条带状结构,层状、块状构造。内生裂隙较为发育，并被粘土矿物、黄铁矿薄膜充填，常见黄铁矿结核。 5#煤视密度主要与其灰分及显微煤岩组分含量有关。一般视密度随灰分增高而增大;煤中丝质组分含量高，视密度値偏高。经综合计算其视密度算术平均为1.43t/m3。 2、宏观煤岩特征 5#煤层,一般由镜煤、亮煤、暗煤、丝炭(从大到小)组成。丝炭质量低，反映了成煤环境为一种中等氧化环境，也是煤层难以自燃的主要因素，5#煤全层以光亮型、半亮型煤为主。 3、显微煤岩特征 根据煤岩显微组分含量测定成果设计得知，5#煤层无机组分含量较高，平均可达40.38%。无机组分以粘土类、黄铁矿、菱铁矿为主。其中黄铁矿在煤层中以侵染状或矿物夹层或包裹体出现,而菱铁矿以泥岩、炭质页岩等肉眼可见出现。 4、煤的变质程度 5#煤的变质程度较高，镜煤最大反射率介于1.590～1.710%之间,属V变质阶段之烟煤,即焦瘦煤—瘦煤范畴。 二、煤的化学性质 1、水分(Mad) 原煤水份平均4.5%,反映了高变质阶段烟煤水分含量的基本特征。 2、灰分(Ad) 原煤灰分产率平均38.47%,以中高灰煤为主,个别为高灰煤。 3、挥发分产率(Vdaf) 原煤：平均17.94%,反映了高变质阶段烟煤挥发分的基本特征。 4、煤中的有害组分 (1)硫分(St,d) 原煤硫分平均2.54%,以中高硫煤为主。 (2)磷分P(d) 原煤平均0.038%,以特低-低磷为主。 (3)砷(As) 原煤3～15ppm。 (4)氯(CL) 原煤0.006～0.024%。 5、煤的元素分析 5#-2煤层元素：S,1.63%;C,90.50%;H,4.77%;N,1.30%;O,1.80%;总的特征是碳含量较高且稳定。 三、煤的工艺性能 (1)粘结指数(G):测试值为32。 (2)胶质层指数Y(mm)：化验数值为8。 (3)焦渣特征：原煤一般为4。 从以上可知该煤层属中等粘结性煤炼焦用煤,不适合单独炼焦,应作为配煤炼焦较好,但又因高灰高硫精煤回收率较低,只可做发电、锅炉等燃料或掺烧燃料。 2、煤的发热量原煤： Qnet,d:平均21.23MJ/Kg;Qnet,ad:平均20.07MJ/Kg,以低发热量 为主。 影响本区煤发热量值变化的主要因素是煤岩组分含量与灰分产率。 3、煤的气化指标 (1)煤对CO2反应性 温度为950。C时，其CO2的还原率平均为16.62%;当温度升至1100。C时,CO2反还原率平均为17.03%,属化学反应较弱的煤。 (2)热稳定性 热稳定性是生产、设计及科研单位确定气化工艺技术经济指标的重要依据之一。而我矿煤属于粘结性烟煤,在炼焦生产中,由于加热时经历热分解与熔融过程,一般不考虑热稳定性问题。 (4)结渣性 本区5#煤层，属于瘦煤中的焦瘦煤。由于灰分高,且灰熔融特性温度又比较低,在气化过程中很容易产生熔渣,形成的熔渣又把临近的煤块包围起来,集成更大的渣块,使结渣率增高。 4、煤灰成分及特征 (1)煤灰成分 本区5#煤煤灰成分以二氧化硅(SiO2)、硫化亚铁(FeS)为主,氧化钙(Cao)、三氧化二铁(Fe2O3)和三氧化二铝(AL2O3)次之,其它少量。其中SiO2含量：平均52.41%;硫化亚铁(FeS):平均20.13%。 (2)煤灰熔融性 经综合统计，ST〉11200C，属易熔灰煤。该煤灰中SiO2、GaO、Fe2O3 含量较高，是其灰熔融性较低的重要原因。 (3)煤灰特征的常用指数 5#煤结渣指数大于0.60%,属结渣性较强的煤。 四、煤类及工业用途评述 根据《中国煤炭分类国家标准》(GB5751-86),以浮煤干燥无灰基挥发分(900oC)和粘结指数为依据，由于本区5#煤粘结指数测试值为32，浮煤干燥无灰基挥发分为17.94%，划分出本区5#煤层以焦瘦煤为主。 本区煤质特征：中高灰、中高硫、低磷、低发热值、粘结性较差、化学反应性较弱。因原煤灰分较高,精煤回收率较低,不适合洗选精煤,可作为动力用煤。 第二节生产系统 矿井生产系统 矿井原煤经大巷采区煤仓由底卸式矿车运至570中央水平仓，经570暗斜皮带井运至680石门皮带进680主斜井中央仓，在经主斜井强力胶带机至地面选煤楼,再由选煤楼各部转载胶带机输送至螺旋筛进行分级筛选。螺旋筛分二级进行筛选,筛孔为40/18,筛上+50mm产品至手选胶带机，经手选后的块煤转入溜煤斗后直接落入块煤仓(容量为300吨)，手选胶带矸石经溜矸槽直接落入矸仓，经绞车串车提升翻至矸山。原煤经过多级筛选后进入圆仓贮存，圆仓装满后由胶带机转载后直接落入煤场。仓下各级产品煤都由装车皮带装火车外销。汽车外销由装载机装车。 第八章地面运输 运煤铁路专用线铜川矿务局东区五矿相连，咸(阳)铜(川)线与陇海铁路相连。矿井生产的煤炭通过公路、铁路运往省内外，所需生产材料设备亦可通过公路、铁路运来(参看交通位置图)。 第九章总平面布置及防洪排涝 XX煤矿位于渭北煤田铜川矿区东部的一个中型矿井，隶属陕西省煤业集团，铜川矿务局所管辖，行政区属印台区红土镇。矿区交通便利，距耀州区45Km,距铜川市区23Km，距省会西安123Km。有矿区公路通往耀州区和铜川市，并与305国道相接。 XX矿自然地理属陕北黄土高原南缘台塬区的铜川长梁亚区，地表为广厚的黄土所覆盖，由于流水切割，形成台塬、梁峁、沟谷相互交织的地貌景观，地势总体南高北低，以南部的XX为最高，绝对标高在1100m以上，北部庞河河谷为最低，标高927m。相对高差为173m. 工业场地位于印台区红土镇政府附近，占地面积3.5公顷。 2#风井位于红土邵家沟村，占地面积0.9公顷。 第二节平面布置 工业广场沿南北布置，长700m，宽150m，总占地面积3.5公顷，其中单身宿舍占地0.4公顷。 本场地平面布置本着满足生产工艺流程及人流合理布置紧凑的要求划分厂前区和生产区。厂前大门、车房、办公楼、区队楼、宝鸡喽;单身宿舍、浴室、矿灯房、食堂等组成厂前区带。办公楼西北侧设置机修厂、材料库、坑木场。 第三节场内运输 井下矸石经副立井至地面工业广场排矸道，经斜巷排矸绞车道至矸山排矸渠，以上线路采用24Kg/m轨道。工业广场铺设24Kg/m三条轨道，一条直达排矸场，一条与机修厂、坑木场、井口库房相连，第三条与锅炉房、劣质煤处理场地相连。 矿区人流集中、车流频繁，矿区公路铺设水泥路面通至坑木场、井口库房、主扇房、家属区等。 第十章电气 第一节供电电源 XX煤矿35kv工业广场变电站由广阳110KV变电站主供，架空线路采用LGJ-185型钢芯铝绞线，线路长度8Km，备用回路采用LGJ-150型钢芯铝绞线由王石凹35KV变电站供电，线路长度为6Km，两回路互为备用，供全矿负荷,符合矿井供电要求。 第二节电力负荷 全矿井电力负荷情况如下： 设备总台数：201台 设备工作总台数：178台 有功功率：5664.3KW 无功功率：5015KVAR 自然功率因数：0.75 补偿后功率因数：0.93 补偿后无功功率：1411.7 补偿后视在功率：5837.567KVA 第三节送变电 矿井用电从35/6KV工业广场变电站6KV母线不同线段引出双回路，正常时一路工作，一路处于热备用状态。变电所防雷保护采用独立避雷针保护，接地保护采用环形接地网。 35KV变电所进线方式为架空线引入，6KV开关柜共25台，其中2台进线、2台电压互感器柜、2台电容器柜、2台联络柜、2台消弧装置，14台出线柜、1台备用。6KV柜均采用真空断路器。6KV母线加电容器补偿装置2套，补偿后使功率因数提高到0.93，主变压器选择2台SFZ10—5000/35-GCL，5000KVA,正常时一台工作，一台备用，负荷率为85%。一台故障时，另一台保证全矿井的全部负荷。变电所进、出线开关柜均采用微机保护装置。 第四节地面供配电 一、地面配电系统 工业场地内高压用电负荷，选用6KV架空线采用双回路供电，一路工作，一路备用，分别为风井变电所542kw、红土变电所1686kw、 场内高、低压电缆采用铠装电缆、橡套电缆沟敷设。 工业场地内生产设施和建筑物防雷保护设置有避雷带保护。 二、工业场地及建筑物照明，照明供电、控制方式 工业场地内照明，沿道路设置道路灯，室外照明电源采用架空裸线方式输送。室外照明灯具由物业公司控制。 第五节井下供配电 一、井下负荷及井筒电缆 1、井下负荷 井下用电设备总台数：88台 井下用电设备工作台数：70台 井下用电设备总容量：6500KW 井下用电设备工作容量：4900KW 井下用电设备计算有功功率：1084.3KW 井下用电设备计算无功功率：859.7KW 井下用电设备计算视在功率：1384KVA 需用系数：0.57 功率因数：0.75 2、井筒电缆 井下用电设备的计算电流为160A，电压等级为6KV。供电入井电缆选用两根MYJV22—6—3×95，载流量为245A，两条电缆长度各为3650m。正常时，一路运行，另一路备用，单回路能承担全井下负荷。 二、井下主变电所接线系统及设备配置 1、570中央变电所 570中央变电所位+570水平中部，为混凝土硐室，硐室高3.2m，面积80m2,中央变电所内高压配电装置为矿用一般型，低压配电装置为矿用隔爆型。 570变电所内配置有19台KYGC-Z型手车式矿用一般型高压配电装置，两台作为进线柜，一台作为变电所矿用隔爆型低压变压器电源柜，两台作为主泵房电源出线柜，两台作为变流室电源柜，一台母联柜。 2、西一变电所 西一变电所位于西一轨下，其中有10台配电装置，型号为BGP50—6型，属于矿用隔爆型高压配电装置。两台进线柜，，，一台联络柜，7台负荷柜。 西一变电所内设KBSG—315/6，315KVA，6/0.69矿用隔爆型干式变压器两台，KBZ—400/660，400A、660V隔爆型馈电开关11台作为西一变电所附近作业点的供电电源。 3、西二变电所 西二变电所位于西二轨下，为混凝土峒室。峒室高3.2m，面积66m2。变电所内高、低压配电装置均选用防爆型。西二变电所内设BGP50—6型配电装置9台，其中2台为电源进线柜，一台备用，一台联络，5台负荷柜。 西二变电所内设KBSG—315/6315KVA，6/0.69矿用隔爆型干式变压器三台，KBD9—400/660，400A、660V隔爆型馈电开关9台作为西二附近作业点的供电电源 4，东二变电所位于东二轨下，为混凝土峒室。峒室高3.0m，面积60m2，变电所内设BGP50—6型配电装置7台，其中2台为电源进线柜，一台联络，4台负荷柜。 东二变电所内设KBSG—315/6315KVA，6/0.69矿用隔爆型干式变压器一台，KBSGZY—500/6一台，KBD9—400/660，400A、660V隔爆型馈电开关7台做为东二附近作业点的供电电源 5，东一变电所 东一变电所位于东一平台，为混凝土峒室。峒室高3.5m，面积70m2，变电所内设BGP50—6型配电装置10台，其中2台为电源进线柜，一台联络，一台备用，6台负荷柜。 东一变电所内设KBSG—315/6，315KVA，6/0.69KV矿用隔爆型干式变压器一台，KBSGZY—500/6一台，KBSGZY—630/6两台，KBD9—400/660，400A、660V隔爆型馈电开关9台，做为综采及东一附近作业点的供电电源 地面35KV变电所6KV高压两段母线上引出两根MYJV22—6-3×95电缆至井下570中央变电所，从570中央变电所高压开关柜的两端母线上分别引出两根MYJV22—6-3×50电缆至西一变电所，西二变电所，东二变电所，东一变电所。详见附图——井下供电系统图 三、井下高、低压配电系统、井下接地、固定照明及供电方式 1、井下高、低压配电系统 由井下东一变电所引出MYP—6—3×95+1×50橡套电缆至综采工作面运输顺槽。在运输顺槽安装三台KBZ800/1140矿用隔爆型组合开关分别为前部溜子、后部溜子、采煤机、转载机、综保照明等提供用电电源，综采工作面用电设备均采用MYP—1140矿用移动橡套电缆。 LGJ-120型钢芯铝绞线，总长度4km。入井电缆由地面变电所6KV双回路供至主斜井底变电所，两条供电线路均采用MYJV22-50/6KV塑力铜芯电缆，总长度1.1km。腰泵房由地面变电所6KV变电所双回路供电，两条供电线路均采用MYJV22-50/6KV塑力铜芯电缆，总长度0.75km。全矿设备装机总容量6606KW，井下最大用电负荷3550KW，2009年全矿用电1840万kwh,实际生产原煤90万t/a. 四、电源线路安全载流量及压降校核 1、安全载流量校核 在井下主、副水仓各设一块面积不小于0.75m2厚度不小于5mm的耐腐蚀钢板作为主接地极。在下列地点装设局部接地极：①电气设备硐室；②低压配电点；③动力电缆接线盒。局部接地极用钢管制成，就近设置。连接主接地极的接地母线用截面不小于25mm2的铜线连接。七、井下固定照明及供电方式轨道运输大巷，皮带巷、人下绞车道、轨下上车场、运顺顺槽、所有的硐室均设置了固定照明。照明灯具为隔爆型LED节能灯。电源为ZBZ—4.0/0.66型信号照明综合保护装置。井下固定照明的电源分别从井下中央变电所低压隔爆馈电开关、井下区域变电所的隔爆馈电开关以及固定照明附近用电设备的隔爆开关取得。第六节监控与计算机管理 第二节井筒防冻本矿副立井井筒和红土主斜井井筒防冻采取燃煤热风炉经风道供给热风，每个井筒两台热风炉，一台工作，一台备用。