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1、城口县排山煤业有限公司阳光煤矿联合试运转方案（建设规模：6万吨/年）城口县阳光煤矿2012年5月4日会 审 栏职 务姓 名会 审 意 见签名及日期备 注施工负责人安全矿长生产矿长机电矿长总工程师矿 长业主代表会审意见：目 录第一部份：矿井概况（一）、矿井交通及地理位置、隶属关系及企业性质. .5-6页（二）、井田面积、煤层赋存及围岩情况.5-9页（三）、矿井设计能力、服务年限开拓方式及小窑开采情况.9-10页（四）、水、火、瓦斯、煤尘等自然灾害情况.10-13页第二部份：矿井设计及建设情况概述（一）、矿井开拓系统设计及建设情况.13-15页 (二)、矿井采掘生产系统设计及建设情况. . 15-
2、16页（三）、矿井通风系统设计及建设情况.16-17页（四）、矿井提升、运输系统设计及建设情况. 17-18页（五）、矿井给、排水系统设计及建设情况.18-19页（六）、矿井防尘、防灭火系统设计及建设情况.19-21页（七）、矿井供电系统设计及建设情况.21-23页（八）、矿井安全监测、监控系统设计情况. 24-26页（九）、矿井通讯系统设计及建设情况. .26-27页（十）、矿井压风机系统设计及建设情况. .27-28页（十一）、矿井瓦斯抽放系统设计及建设情况：.28-29页（十二）矿井地面建筑设计及建设情况：. .29-30页（十三）其它安全设施设计及建设情况. .30-30页（十四）、批
3、准的设计图件和建成的实测图件（井上下对照图、开拓系统图、通风系统图、供电系统图、避灾路线图等附后）第三部份：联合试运转方案（一）、联合试运转的系统、范围和期限.31-31页 （二）、联合试运转的测试项目、测试方法、测试机构和人员.31-33页 （三）、联合试运转的目标、预期效果. . 34-34页 （四）、联合试运转期间产量计划与劳动组织.34-35页 第四部份：联合试运转的安全技术措施与应急预案1、试运转的管理机构、管理人员分工和安全生产责任制.36-47页2、采掘安全技术措施及应急预案. .47-52页 3、加强“一通三防”的安全技术措施及应急预案.53-62页 4、防治透水的安全技术措施
4、及应急预案.62-66页 5、加强机电管理的安全技术措施及应急预案.66-73页 6、防治顶板事故的安全技术措施及应急预案.73-80页 7、防治放炮事故的安全技术措施及应急预案.80-86页 8、加强提升、运输管理，防止跑车事故的安全技术措施及应急预案.86-88页9、其它安全技术措施及应急预案.89-117页 第五部份：项目建设手续汇编（复印件）1、采矿许可证（正、副本复印件） 2、项目核（批）准文件（复印件）3、开采设计批准文件及修改批准文件（复印件）4、安全设施设计批准文件及修改备批准文件（复印件）5、水土保持方案批准文件（复印件）6、土地复垦方案备案文件（复印件）7、环评报告批准文件
5、（复印件）8、地灾评估报告批准文件（复印件）9、煤矿与具有资质的矿山救护队签订的救护协议10、工伤保险证明（复印件）第六部份：管理人员、特殊工种资质证书汇编1、矿长等所有管理人员的资质证（复印件）2、所有技术人员的资质证（复印件）3、所有特种工作人员的资质证（复印件）城口县阳光煤矿联合试运转方案第一部分:矿井概况一、矿井交通及地理位置、隶属关系及企业性质（一）交通位置城口县排山煤业公司阳光煤矿位于城口县城南东158方向，直距18.5km，行政区划属城口县桃园乡金寨村所辖。矿区位置地理坐标东经10847391084940、北纬314632314529。（二）外部运输条件矿山与外界有公路相通，至城
6、口县城约49km，至开县约150km，至四川省万源市的关渡火车站90km，交通较方便（见交通位置图）。（三）隶属关系及企业性质城口县阳光煤矿为异地接替新建矿井，属私营企业，业务管理隶属于城口县煤炭工业管理局，设计规模6万吨/年，采矿许可证见附件。矿山始建于2004年,属个人独资企业，现法人代表:朱代龙。矿区东西长约2900m, 南北宽约320m，面积约0.9228 km2，开采二叠系上统吴家坪组（P3w）的K2煤层，开采标高:+1630+1350m，地下开采、平硐开拓系统。2009年6月重庆市国土房局颁发了采矿证，证号C5000002009041130018138，有效期2009年6月30日至
7、2009年12月30日。原矿区范围由10个拐点圈定，拐点坐标详见表2-1-1。表2-1-1 原矿区范围拐点坐标 （北京54坐标系） 拐点号XY拐点号XY13516875365735276351520036575245235161753657497573515245365751353351557036576065835156603657535443515373365759559351591536574833535156103657545510351654536573343开采二叠系上统吴家坪组（P3w）K2煤层，开采标高:+1630+1350m。由于矿山经矿业权实地核查与原采矿许可范围调不一直，
8、调整后，矿区范围由9个拐点圈定（见表2-1-2），矿区范围长2900m，宽约540m，面积约1.5883 km2,申请开采上标高从+1630m提升至+1700m，下标高为+1350m，开采二叠系上统吴家坪组（P3w）的K2煤层,生产规模60Kt/a。2010年12月重庆市国土房局续延采矿证，证号C5000002009041130018138，有效期2012年12月25日至2013年12月25日。表2-1-2 划定矿区范围拐点坐标表（西安80坐标系）拐点号XY拐点号XY13517280.0036573700.0063515360.0036574610.0023516560.0036575130.
9、0073515440.0036574460.0033515960.0036576240.0083516150.0036574830.0043515520.0036575990.0093516820.0036573450.0053516070.0036574970.00开采二叠系上统吴家坪组（P3w）K2煤层拟申请开采标高：+1700 +1350m，面积1.5883km2矿区仅北西侧与城口县中梁子煤矿（原竞发煤矿）相邻，城口县中梁子煤矿开采二叠系上统吴家坪组（P3w）的K2煤层，开采标高:+1500+1300m。详见本矿井与相邻矿山关系图。插图1：交通位置图二、井田面积、煤层赋存及围岩情况（一）
10、阳光煤矿井田面积为面积1.5883km2，开采标高+1700 +1350m 。（二）矿区地层：1、井田地层本区地处扬子准地台（1）大巴山台缘坳陷（3）大巴山陷褶束（4）南大巴山凹褶束（10）旗杆山向斜之次级褶皱蓼子背斜中段北翼。蓼子背斜近东西走向，北翼倾向2057，倾角1850；南翼向3241，倾角2230，为一不对称线状背斜。区内出露最老地层为寒武系，其次为奥陶系，志留系徐家坝群，二叠系下统梁山组、中统栖霞组、茅口组，二叠系上统吴家坪组（含煤地层）、大隆组，三叠系下统大冶组、嘉陵江组。泥盆系、石炭系及志留系上统地层在本区范围内缺失。2、构造本矿区位于旗杆山向斜次级褶皱蓼子背斜中段北翼。蓼子背
11、斜近东西走向，北翼倾向2057，北翼倾角1850，南翼倾向3241，南翼倾角2230，为一不对称线状背斜。矿区地层为倾向北东的单斜构造，本区内未发现断层，地质构造较简单。（三）煤层赋存及围岩情况1、煤层本区煤系地层为吴家坪组（P3w）。含吴家坪组（P3w 2）和王坡段（P3w 1）两个岩性段，厚60m115m。K2煤层位于二叠系上统吴家坪组下部,上距吴家坪组顶部约108m，下距茅口组（P2m）约2m。煤层的产状与岩层产状近于一致，煤层倾向为2029，倾角为3048，平均倾角39。K2煤层呈似层状，为单一煤层，结构简单。煤厚0.210.52m，平均厚0.30m，煤层厚度不太稳定，局部薄化，薄化带
12、含黄铁褐色粘土充填。表1-2-1 可采煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)煤层结构顶底板岩性倾角()煤层可采性最小最大平均夹矸层数夹矸总厚度(m)顶板底板K20.210.520.3无无炭质页岩铝土岩39稳定差可采3、煤层顶、底板条件K2煤层位于二叠系上统吴家坪组下部,上距吴家坪组顶部约108m，下距茅口组（P2m）约2m。煤层的产状与岩层产状近于一致，煤层倾向为2029，倾角为3048，平均倾角39。K2煤层呈似层状，为单一煤层，结构简单。煤厚0.210.52m，平均厚0.30m，煤层厚度不太稳定，局部薄化，薄化带含黄铁褐色粘土充填。表1-2-1 可采煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)煤层结构顶底板
13、岩性倾角()煤层可采性最小最大平均夹矸层数夹矸总厚度(m)顶板底板K20.210.520.3无无炭质页岩铝土岩39稳定差可采4、煤质K2煤层呈亮黑色，煤矿类型属亮煤半亮煤型，具块状构造。具线理状细条带结构，层状构造。断口参差状，硬度1.52度。含少量0.52cm丝炭包体和黄铁矿透镜包体及细条带，挤压面显著，外生节理裂隙较发育，破碎后呈鳞片状及块状。原煤水分1.35%，灰分28.32%，挥发分15.02%，固定炭56.66%，全硫8.54%，发热量23.83MJ/kg。属低灰、高硫、中等发热值烟煤，可作动力燃料及民用燃料用煤。表1-2-2 煤层主要煤质指标表分析结果煤层水分Mad(%)灰份Ad（
14、%）挥发份Vd（%）固定碳Fcd（%）全硫Std（%）发热量（MJ/Kg）容重t/m3K21.3528.3215.0256.668.5423.831.4三、矿井设计能力、服务年限、开拓方式及地表小窑开采情况（一）矿井设计生产能力根据渝煤整合办2007128号文，该矿井属保留矿井，生产规模确定为60千吨/年。阳光煤业公司申请开采K2煤层，据重庆市城口县阳光煤业有限责任公司占用煤炭资源储量说明书提供的占用煤炭资源储量（122b）+（333）503千吨，已由重庆市国土资源和房屋管理局认定。根据重庆市国土资源和房屋管理局2010年12月25日颁发的采矿许可证(证号:C50000020090411300
15、18138),生产规模:6.00万吨/年。 重庆市煤炭管理局二0一0年批复的开发利用方案及二0一二年初步设计（变更）、初步设计安全专篇（变更），阳光煤矿属新建矿井，设计生产能力为6万吨/年。（二）可采储量及服务年限1、设计可采储量计算根据煤炭工业小型矿井设计规范的规定，中厚煤层采区回采率按80，工作面回采率按95考虑；薄煤层采区回采率按85，工作面回采率按97考虑。以资源储量为计算基础，矿井可采储量等于资源储量扣除井田境界煤柱、断层煤柱、井筒煤柱、水平防水煤柱储量和开采损失。矿井开采薄煤层，采区回采率不低于85，实取85，则：公式：设计可采储量(矿井设计资源/储量主要井巷煤柱)采区回采率=（5
16、37.8kt-21.9kt）85=438.5kt。经计算，矿井共有可采储量438.5kt。2、服务年限矿井及水平服务年限按下式计算：式中：T矿井（或水平）服务年限，a；Z可矿井（或水平）可采储量，kt；K储量备用系数；A矿井设计生产能力，kt/a。矿井及第一水平服务年限计算结果见表2-2-1。表2-2-1 矿井服务年限计算表矿井或水平可采储量（kt）设计能力（kt/a）储量备用系数服务年限（a）矿井438.5601.45.23、开拓方式平硐单水平上山开拓.利用现有+1350m平硐作为矿井主平硐，由底板穿层至矿井K2煤层顶板岩层；改造利用现有+1500m回风平硐作为矿井一、四、五采区的回风平硐及
17、安全出口任务。新掘+1685m回风平硐为矿井二、三采区的回风平硐及安全出口的任务。井筒位置特征表序号项目单位+1350m主平硐+1500m回风平硐+1685m回风平硐1井口坐标纬距（X）m3515531.4023515805.5353516029.135经距（Y）m36574571.45036574731.60236574904.730井口标高m+1348.503+1487.633+16852井筒倾角()3333方位角()2526264井筒净宽m2.72.52.55净断面m26.895.695.696支护方式喷浆喷浆喷浆4、小窑开采情况阳光煤矿矿界内在标高+1700水平以上有部分老窑及采空区，
18、根据初步设计（变更）本矿开拓巷道，在后期二采区等采区风井将布置在标高+1685水平上，距老窑垂直距离15米，预留煤柱为约24米，为此老窑开采对煤矿不构成威胁，但仍必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，同时必须做到“有疑必停”。四、水、火、瓦斯、煤层等自然灾害情况（一）瓦斯根据重庆市煤炭工业管理局文件渝经煤管（2012）63号文重庆市煤炭工业管理局关于城口县2011年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复，阳光煤矿属低瓦斯矿井。根据重庆能源投资集团科技有限公司初步设计（变更）我矿按预测值绝对瓦斯涌出量0.6m3/min，相对瓦斯涌出量4.776m3/t进行设计。阳光煤矿2011年度瓦斯
19、等级鉴定结果表矿井名称瓦斯CO22010年鉴定结果2009年鉴定结果绝对量(m3/min)相对量(m3/t)绝对量(m3/min)相对量(m3/t)城口县阳光煤矿0.748.810.374.4低瓦斯低瓦斯(二)煤层爆炸性2008年该矿井K2煤层通过重庆市煤炭质量监督检验站重庆地质矿产研究院检验，煤尘有爆炸性。煤层编号报告编号工业分析(%)焦渣特性 爆炸试验爆炸性结论水分灰分挥发分Mad Ad VdVdaf 火焰长度mm抑制煤尘爆炸最低岩粉量(%)K21.8313.818.042无有煤尘爆炸性（三）煤层自燃发火倾向性2008年该矿井K2煤层通过重庆市煤炭质量监督检验站重庆地质矿产研究院检验，自燃
20、等级为级，属自燃煤层。煤层编号采样地点工业分析(%)全硫真相对密度煤吸氧量自燃倾向分类水分灰分挥发份Mad AdVdafSt.d %dTRDCm/g干煤K21.8313.818.040.311.50-II类备注I类：容易自然 II类：自燃 III类：不易自燃（四）地温本矿井属浅部开采，属正常地温带，矿井配风量满足实际需要，不需要配置降温设施。（五） 矿井冲击地压本矿井属浅部开采，暂时没有发现冲击地压现象。（六）煤层顶底板煤层顶板为吴家坪组黑色炭质页岩，岩层裂隙不发育，岩体结构完整；底板为灰色、褐红色透镜状含黄铁矿铝土岩。顶底板岩层力学性质较差，抗压性较弱，另外底板岩层吸水性好，遇水易膨胀，易形
21、成轻微底鼓，应引起注意。除煤系地层外其上下均为厚层-块状灰岩，含燧石条带灰岩，属坚硬-半坚硬岩石类型。岩体结构完整，无软弱结构面分布，抗压强度较高，岩层稳定性好，物理力学性质较强。但在灰岩中岩溶较发育，在掘进中应注意溶洞对工程施工的影响。 (六)水文地质条件1、地表水矿区范围内地表水系不发育，地表无常年性水体，沟谷形态以“V”型为主，地表水自然排泄条件较好，无须人工疏导。大气降水是补给地下水的主要来源，其动态变化受季节降水的影响较大。地表大部分为基岩裸露，第四系孔隙水微弱。地下水主要类型为基岩裂隙水和岩溶水。大气降水通过含水层补给地下水后，径流先以垂直渗入为主，然后转入侧向运动，总的径流方向由
22、北东向南西，最终以泉水形式排泄入桃园河。当地居民多集中居住桃园河沟两侧。2、含水层、隔水层矿区主要含水层为二叠系中统栖霞组（P2q）、茅口组(P2m)、三叠系下统大冶组（T1d）、嘉陵江组（T1j），属岩溶裂隙含水层，为矿山直接充水地层。矿山相对隔水层为二叠系上统大隆组（P3d）、吴家坪组（P3w）、二叠系下统梁山组（P1l）、志留系中统沙帽组（S3s）、志留系下统罗惹坪组（S1lr） 其岩性主要为页岩、煤层、粉砂岩及铝土岩等，其含水性弱，为矿区相对隔水层。矿区断裂不发育，煤层赋存于相对隔水层中。矿区含水层的岩溶裂隙发育，地下水排泄畅通。本矿井为上山开采，矿井的涌水顺平硐自流出地面。根据目前阳
23、光煤矿观测，正常涌水量:10m3h，最大涌水量:20m3h，采用水文地质比拟法对矿井涌水量进行预算。预算矿井在开采末期正常涌水量：=1012.37m3h；预算矿井在开采末期最大涌水量：=2024.74m3h。式中：、矿井预计正常涌水量和矿井最大涌水量；、矿井现在的正常涌水量和最大涌水量。矿山水文地质条件中等复杂。3、断层、裂隙岩溶发育情况及充水性和导水性：阳光煤矿井田范围未见断层揭露。4、矿井充水因素分析：矿井充水因素主要来自二叠系中统栖霞组（P2q）、茅口组(P2m)、三叠系下统大冶组（T1d）、嘉陵江组（T1j），其次为采空区的老窑积水。二叠系上统吴家坪组二段(P3w 2)、大隆组(P3d
24、)位于开采煤层顶部，富水性较强，一旦采动裂隙与之贯穿时，储集于砂岩中的地下水将汇入大巷从而对煤层的开采造成影响，这是矿床充水的主要因素。第二部分：矿井设计及建设情况重庆能源投资集团科技有限公司受我矿委托，二一二年四月先后编制完成了城口县阳光煤矿初步设计（变更）和城口县阳光煤矿初步设计（变更）安全专篇，并分别报经重庆市煤炭工业管理局及重庆煤矿安全监察局审查批复。一、矿井开拓系统设计及建设情况：设计情况：平硐单水平上山开拓.开拓方式平硐单水平上山开拓。井口数目及位置设计3条井筒即+1350主平硐、+1500回风平硐和+1685风井。井筒特征表序号项目单位+1350m主平硐+1500m回风平硐+16
25、85m回风平硐1井口坐标纬距（X）m3515531.4023515805.5353516029.135经距（Y）m36574571.45036574731.60236574904.730井口标高m+1348.503+1487.633+16852井筒倾角()3333方位角()2526264井筒净宽m2.72.52.55净断面m26.895.695.696支护方式喷浆喷浆喷浆注：若遇构造，断层或围岩较破碎地带，采用锚喷或砌碹支护。水平划分及标高矿井共划分为一个水平，即+1350m水平，在+1500m标高设立辅助水平，以开采上阶段资源。大巷布置在+1350m水平煤层顶板岩层平行于煤层布置岩石运输大巷
26、；利用已形成+1500m岩石运输巷作为矿井开采下阶段资源时期的回风大巷及矿井开采上阶段资源时期的岩石集中运输巷。新掘+1685m煤层底板岩石回风大巷，与+1685m回风平硐相连接，为矿井开采上阶段资源时期回风。通风方式矿井通风方式为中央边界式通风方式，风井口安设轴流式通风机负压通风。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。采区划分及开采顺序结合矿井实际情况，+1500m以上资源以中部薄化区为界划分为二、三采区，+1500m以下资源，矿井按走向以主平硐以东300m，主平硐以西650m为界，将矿井划分为一、四、五3个采区。中间采区为一采区，两翼为四、五采区。开采顺序1、煤层开采顺序：矿井为单一煤层开采
27、，即开采区内K2煤层。2、水平或阶段开采顺序：采区开采顺序为一、二、三、四、五采区按顺序开采。设计为采区内后退式的开采顺序，即两翼向中间回采的开采顺序，阶段开采顺序为先开采上阶段，后开采下阶段，结合矿井实际情况，首采采区确定为一采区，首采工作面确定为“1101”回采工作面。3、工作面推进方式：后退式。矿井开采范围不大，生产规模较小，开采技术条件较简单，工作面采用走向长壁采煤法采煤，工作面推进方式为后退式。建设情况：本矿自2005年5月开始施工建设至今，全部按照开采方案设计和安全专篇的要求进行施工，已完成+1350主平硐、+1500回风平硐等开拓系统掘进工程和安装工程，井筒断面与设计相符，建设竣
28、工。本设计初期共有2个井筒，即+1350主平硐、+1500回风平硐。+1350主平硐+1350m平硐为矿井主平硐，位于井田走向的中央，其井口坐标为X3515531.402，Y= 36574571.450，Z+1348.503m，方位角25。该井筒采用喷浆支护，支护厚度100mm，半圆拱断面，净宽2.7m，净高2.85m，净断面积6.89,井筒长度为1000m。主平硐用于矿井的进风，排水，行人和材料、矸石、煤炭运输，为全矿井服务。+1500回风平硐+1500m回风平硐为矿井开采一、四、五采区时期的回风井，位于井田走向的中央，其井口坐标为X3515805.535，Y36574731.602，Z+1
29、487.633m，方位角26，该井筒采用喷浆支护，支护厚度100mm，半圆拱断面，净宽2.5m，净高2.45m，净断面积5.69,井筒长度为480m。其用于矿井开采一、四、五采区时的回风和矿井的安全出口。二、矿井采掘生产系统设计及建设情况：设计情况：1、矿井首采区生产系统根据矿井的开拓方案和水平、采区、区段的划分方案，结合开采顺序和矿井现有巷道的布置情况，按照施工期短、投资少和建设工程对矿井相互建设不影响或影响较小的原则来安排。设计矿井在投产时，在一采区布置出1101回采工作面。约2个月后，在一采区增加一个11012回采工作面，两个回采工作面投产即达到60kt/a生产能力，同时布置3个掘进工作
30、面准备（其中达产时2个为半煤岩巷掘进工作面,1个为岩石巷道掘进工作面），以后的工作由矿井按正常生产接替来安排和布置。2、采场支护和顶板管理K2煤厚0.10.8m(平均0.6m)，工作面支护选用DZ0625/80型外注液式单体支柱配木楔支护。排间距0.9m，柱距0.9m，护密度1.23根/m2。顶板管理：采用全部垮落法管理顶板，四、五排控顶，最大控顶距3.8m，最小控顶距2.9m，放顶步距0.9m。全部垮落法管理顶板。工作面上下出口20m范围内采用超前托梁加强支护，靠出口10m范围内打双排柱托梁支护，1020m范围内单排托梁支护；采用DZ2525/100型单体液压支柱配合3m的“”型长钢梁沿巷道
31、走向打成一梁三柱超前托梁支柱进行有效支护，并要求单排超前托梁支护布置靠在巷道的底板侧，双排超前托梁支护布置在巷道的顶、底板两侧。3、掘进支护和设备配置掘进支护方式采用11号矿用工字钢。为防止掘进工作面冒顶，在掘进迎头坚持使用前探支护，严禁空顶作业。掘进落岩（煤）方式为爆破落岩（煤）。半煤岩掘进时应坚持煤、岩分掘、分装、分运。建设情况：1、首采区工作面1101回采工作面运输顺槽、回风顺槽采用采区前进式掘进已掘到位本采区边界，开切眼已掘穿回风巷形成回采系统。通过掘进期间由+1350m贯通至+1450m的溜煤眼形成溜煤系统，直接在+1350K2运输大巷装煤。（2）采煤工作面煤炭、材料运输路线：运煤：
32、煤从工作面工作面运输顺槽溜煤眼K2运输大巷运输大巷主平硐地面。运料材料从回风平硐回风大巷1101回风顺槽工作面。目前本矿已按设计方案完成了采掘生产系统;通风系统;运输系统;机电系统建设;及三个煤量达到了要求，1101采煤工作面已形成。 三、矿井通风系统设计及建设情况：设计情况：1、通风方式及通风系统矿井的通风系统包括：通风方式、主要通风机工作方法、通风网路及通风设施。通风方式；中央并列式通风，三个井筒均位于井田的中央。通风方法：矿井主要通风机的通风方法采用抽出式，矿井安装轴流式通风机负压通风。回采工作面采用U型通风方式，利用全风压负压通风。掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。通风系统(一
33、采区)：新鲜风流+1350m主平硐+1350m水平井底车场+1350m+1500m矿井主暗斜井+1450m1101工作面区段运输巷1101工作面+1500m1101工作面区段回风巷+1500m岩石回风大巷+1500m回风平硐地面。2、矿井风量计算本矿按开采方案设计和安全专篇计算，达产时所需风量21.9m3/s。其中：两个采面各3 m3/s,三个掘进工作面配风各3.6m3/s，硐室及其他需3.1m3/s。3、通风设施（1）为保证采、掘工作面的风量，并使风流按规定与各线流动，在风流流动的路线中设置有风门等通风构筑物。为防止爆炸性气体冲击主要通风机，在回风井口设置防爆门；（2）风门等通风构筑物均安装
34、在围岩坚固、地压稳定地段，并经常检查、维修和管理；（3）巷道砌碹时，要做到表面光滑平整，有效降低风阻；（4）巷道连接边缘按斜线或园弧线施工，在转弯处避免直角或急转弯4、建设情况通风方式为中央并列式，通风方法采用抽出式。（1）整个通风系统已按设计施工并形成采、掘独立的负压通风系统；（2）主斜井、副平硐为进风井，一个回风井，现已全部投入使用，断面和风量、风速达到设计要求；（3）矿井主要通风机已购置安装到位。风机型号：FBCZ11型矿用防爆轴流式通风机两台，一台运转，一台备用，困难时期叶片安装角为-3，容易时期叶片安装角为-6。选用风机配套电动机功率:22KW。高效区范围的风量为1260m/min，
35、全压1640Pa。可通过换相反风。掘进工作面采用选用YBT42-2型防爆轴流式局部通风机，风量1.5-3.0m3/S，全风压1700800Pa，功率5.5kW，电压660V。能满足掘进工作面的需求，每个工作面配备一台局部通风机。矿井通风系统已建设完善，能满足通风安全的需要。四、矿井提升、运输系统设计及建设情况：设计情况： (1)主平硐采用机车运输。主平硐设计选用2台CCG5.0/600FB,5.0t矿用防爆柴油机车牵引矿车、材料车、平板车分别运输矸石、材料、设备。（2）轨道上山提升绞车选用选配JTB1.21-24型绞车，该绞车技术数据如下：D1.2m， B=1.0m，最大静张力为30000NF
36、jmax，满足要求。最大提升速度2.5m/s，配套电动机功率P=75kW。（3）回风上山（兼架空人车上山）1350m1500m人行上山选配RJY1525/420型架空人车成套产品。建设情况：按设计主平硐采用机车运输。主平硐设计选用2台CCG5.0/600FB,5.0t矿用防爆柴油机车牵引矿车、材料车、平板车分别运输矸石、材料、设备。目前矿井首采面材料运输采用轨道由风井内侧运送至井下1101采面。主平硐材料、煤炭及矸石运输采用机车牵引矿车或材料车运输至井下。矿井现已形成人行上山。选用设备与实际相符，运行正常，能够满足运输的需要。五、矿井给、排水系统设计及建设情况：设计情况：（一）供水方案根据矿井
37、地面位置及井下采掘布置的实际情况，矿井开采一采区、四采区、五采区时在+1487m回风井工业广场共设置池底标高为+1535m，容积250m3的二个高位水池；矿井开采二采区、三采区时在+1685m回风井工业广场共设置池底标高为+1720m，容积250m3的二个高位水池；在主平硐工业广场设置池底标高为+1385m，容积250m3的二个高位水池。两风井工业场地上方的二个250m3的高位水池，作为井下消防、防尘、供水施救和风井工业场地消防及其它各用水点供水；在主平硐地面工业广场上方约的一个容积为250m3的高位水池，作为地面工业场地消防及其它各用水点供水。水源来自附近山泉水，负责向地面工业广场及井下各用
38、水点供水。（二）水源选择对于矿井风井工业场地和矿井主平硐工业广场高位水池供水水源，主要采用矿井工业广场附近山泉水，水源经水处理达标后作为矿井生产生活用水，水源点至水池安装抽水泵抽水至高压水池蓄积，高位水池至工业广场用水点采用自流。由于两处水源均无水质化验资料，对矿井地面生产用水及井下用水可采用管路直接输送到用水地点。对矿井生活水矿井需先对水进行化验，根据化验结果在施工设计时确定具体的水处理方案，并将水质处理达标后投入矿井生活用水系统。建设情况：矿井地面和井下的生产、消防用水共用一个消防水池：在工业广场附近荒山上建设了250m3生产水池，井下用水点最高标高约+1500m，采用静压方式供水，通过塑
39、料管（50）导至井下和地面各用水点，池底标高（+1535）高于井下最高用水点（+1500）35m以上。（2）井下排水系统井下各采掘地点的水通过汇流至运输大巷水沟，经主平硐水沟自流排出井外。矿井已建成给、排水系统。六、矿井防尘、防灭火系统设计及建设情况：1、根据重庆市煤炭质量监督检验站、重庆地质矿产研究院于2008年8月提交的K2煤层检验报告提供的数据如下表：煤层编号报告编号工业分析(%)焦渣特性 爆炸试验爆炸性结论水分灰分挥发分Mad Ad VdVdaf 火焰长度mm抑制煤尘爆炸最低岩粉量(%)K21.8313.818.38.042无无无煤尘爆炸性2、设计K2煤层按有煤尘爆炸性设计。（1）在主
40、要进风大巷设置风流净化水幕。（2）定期对井下巷道进行清冼，其中尤其对采煤工作面的回风巷和总回风巷和回风上山应作为重点除尘。（3）在含尘浓度较高的风流所通过的回风巷和掘进巷道中，离工作面2060m设置水幕，以净化风流。（4）在设有消防防尘洒水供水管道的各巷道，每隔100m安装一个规格为DN50的给水栓外，其余巷道，每隔100m安装一个规格为DN25的给水栓，以方便冲洗巷道岩帮。（5）矿井综合防尘措施、防爆措施及组织与管理制度，由矿长每年组织编制并实施。（6）井下所有煤仓和溜煤眼都应保持一定的存煤，不得放空；有涌水的煤仓和溜煤眼，可以放空，但放空后放煤口闸板必须关闭，并设置引水管。溜煤眼不得兼作风
41、眼使用。2、矿井防灭火：根据重庆市煤炭质量监督检验站、重庆地质矿产研究院于2008年提交的K2煤层检验报告提供的数据如下表：煤层编号采样地点工业分析(%)全硫真相对密度煤吸氧量自燃倾向分类水分灰分挥发份Mad AdVdafSt.d %dTRDCm/g干煤K21.8313.818.040.311.50-II类备注I类：容易自然 II类：自燃 III类：不易自燃本设计K2煤层均按II类(自燃)煤层设计。本矿井开采煤层为自燃煤层，设计采用灌浆防灭火技术方案。（1）开拓巷道主斜井喷、行人平硐、回风平硐都布置在岩层中，采用锚喷支护。回采巷道均布置在煤层中，采用不可燃的金属棚支护。（2）本矿井在开采过程中
42、，工作面采用“U”型通风方式，一进一回。新风和乏风均不通过采空区，漏风少；（3）严格执行进出井检身制度，所有井口20m范围内严禁烟火；（4）消灭引爆火源，杜绝因违章放炮和电气火花而引起的瓦斯、煤尘爆炸事故。为此，必须加强放炮管理，坚持放炮工持证上岗；严禁违章放糊炮、放空心炮和明火放炮；更不允许用矿灯或井下电源代替放炮器放炮；放炮距离要按规程规定执行。严禁使用非煤矿许用和变质、失效的火工产品在井下放炮；严禁非放炮员放炮；放炮时坚持使用“炮泥”和“水炮泥”。（5）加强井下电气设备和设施的管理。井下所用电气设备、设施必须是矿用防爆型；电缆必须为煤矿专用阻燃电缆。（6）坚持非生产性火源管理，严格入井捡身制度，杜绝烟火下井；严
