煤矿井下紧急避险系统设计方案.docx

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1、煤矿井下紧急避险系统设计方案二、设计概况本次设计依据盘县红果镇 000 煤矿（整合）安全专篇（修改）及矿方提供的采掘 工程平面图等相关资料进行设计。设计推荐矿井紧急避险设施类型为：永久避难硐室。 设计紧急避险设施布置情况： 由于矿井设计为联合布置，主斜井、副斜井为整个矿井服务，基本位于矿井中央， 主斜井一侧安设皮带输送机运输煤炭、一侧安设架空乘人装置运送人员，副斜井铺设轨 道作为辅助运输；矿井采区间通过 1520 运输大巷和 1620轨道大巷，采区两组石门间相距 仅700余米，采区各区段均设有避灾硐室，采掘工作面巷道长度超过500m时按规定设临时。设计在+1520m运输大巷和区段石门，主斜井与

2、副斜井之间布置永久避难硐室，为整 个矿井服务；区段避难硐室布置：矿井按照安全专篇设计要求，在采区各区段石门进风侧设置 一个避灾硐室。目前矿井在一采区 +1620北翼轨道大巷靠近 11 机轨合一石门布置有避灾 硐室，可作为一采区该区段避难硐室；矿井在二采区 +1620南翼轨道大巷靠近 21 机轨合 一石门布置有避灾硐室，可作为二采区该区段避难硐室；在 +1520 运输大巷南翼靠近 22 运输石门处布置有避灾硐室，可作为该区段避难硐室，在 11 瓦斯抽采进风巷靠近 11 运输 石门布置有避难硐室，可作为该区段的避难硐室。根据目前井下采掘工作面布置情况，井下现有的临时避难硐室能满足要求，本次设 计增

3、设的主要为永久避难硐室如下：现有的临时避难硐室：一水平：南翼轨道大巷 +1620避难硐室，北翼轨道大巷 +1620避难硐室 二水平：南翼轨道大巷 +1520避难硐室，北翼轨道大巷 +1520避难硐室。 设计永久避难硐室：位于 1520运输大巷，主斜井与副斜井之间。各避难硐室具体位置详见采掘工程平面图 。注：临时避难硐室设置随采掘工程布置按规定增加或减少。根据以上布置，可保证井下所有采、掘面 500m围均有避难硐室为其服务，在后期实 际生产过程中，必须根据井下采掘工作面的推进及时增设采掘面临时避难硐室，设置地 点为距采掘面500m围，建议矿方在后期生产过程中，采煤工作面运输及回风巷掘进面在 掘至

4、距其最近的避难硐室距离为 450m时在运输及回风巷中增设临时避难硐室，这样可保 证后期采煤工作面500m围始终有避难硐室为其服务。三、设计依据1、 国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知（国发 201023号）；2、国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系 统”的通知（安监总煤装 20 1 0 1 46号）；3、国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理 暂行规定的通知（安监总煤装 201115 号）；4、国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于印发煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规（试行）的通知（安监总煤装 201133 号）；5

5、、国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于煤矿井下紧急避险系统建设管理有关 事项的通知（安监总煤装 201215 号）；6、国家安全监管总局 国家煤矿安监局 （关于加快推进煤矿井下紧急避险系统建设的 通知）安监总煤装 201310 号7、省安全生产监督管理局、煤矿安全监察局文件关于加强煤矿井下紧急避险系统建设管理工作的通知（黔安监规划 2012111 号）；8、煤矿安全规程（ 2011 版）；9、防治煤与瓦斯突出规定（ 2009 版）；10、矿山救护规程；11、业主提供的盘县红果镇 000 煤矿（整合）安全专篇（修改）及采掘工程平面 图等资料。12、矿山提供的其它资料。1. 矿井概况1.1. 矿井

6、基本情况1.1.1. 交通位置矿井工业场地所在地交通便利，东北有 S217省道通过，在两河接G320国道。矿井工 业场地至S217省道14km经S217省道至红果镇44km，至盘县电厂29km，工业场地往西 南经火铺镇接G320国道25km至盘南电厂57km另外业主正在修建工业场地至沙坡的四 级公路，沿该公路至沙坡13km至红果镇23km工业场地南面有镇（宁）胜（境关）高 速公路通过，并在附近设有沙坡出口。盘西支线铁路从井田东部穿过，经水柏铁路接株 六复线、威红支线接南昆铁路以最短的距离连接、等地。矿井工业场地距盘西支线 的红果站21km因此，本矿井交通运输条件较好。（见交通位置图1-1-1

7、）。云41东山子000皿匚山相;%盘县红果镇煤矿7.1 fe 7L T. d - ifi -壬注丙 ”沖 ar* iA丄，=-J s1.1.2. 地形地貌及河流一、地形地貌 区属构造剥蚀低山地地貌，单面山地形。地势总体西高东低，夜朗组地层分布地段地形较陡，煤系地层分布地段地形较缓，村寨居要分布于这一带。海拔最高标高为 +1833.3m,最低标高+1598.5m,相对高差约 234.8m。近南西一一北东向的冲沟发育，山 脊与沟谷呈带状展布，植被不发育，岩石风化程度高。井田的松山河最低海拔标高 +1598.5m,为井田最低侵蚀基准面。二、河流 松山河属于珠江流域的北盘江上游拖长江支流,松山河从井田

8、通过经马家寺注入拖长江。松山河为山区雨源型河流,流量变化幅度大,雨季暴涨,枯季流量较小,河水主 要受大气降水控制。1.1.3. 地质构造及煤层一、地质构造矿区位于盘关向斜西翼中段松山井田。地层走向一般北东4050,倾向南东，倾角 35左右。褶曲不发育,断裂以小型为主,构造简单。矿界七条断层：F11-2 :为一逆断层，走向110 ,倾向20 ,倾角5559 ,断距10m左右。F11-5:为一正断层，走向55左右，倾向145左右，倾角60左右，断距15;F11-7为逆断层，走向60左右，倾向150左右，倾角60左右，断距1520m 另有四条隐伏断层:F11-83 :为一正断层，走向35 ,倾向12

9、5 ,倾角70 ,断距16-28m；F11-84 :为一逆断层，走向35,倾向125，倾角70 ,断距25-30m；F11-17 :为一逆断层，走向50,倾向150 ,倾角73 ,断距9-17m；F11-26 :为一正断层，走向41，倾向131，倾角66 ,断距6-10m。 矿区构造复杂程度中等复杂类型。二、煤层井田含煤地层为二叠系上统宣威组（P2xn）。煤组总厚232.19m,上部以灰灰绿色粉砂岩为主，次为灰绿色细砂岩及灰黑灰泥岩，该组含煤层 30 层左右。中部以灰浅灰 色泥岩及粉砂岩为主，层状及鲕状菱铁矿较发育，含可采煤层 14 层左右。下部以黑灰 黑色泥岩为主，次为粉砂岩含黄铁矿结核，含

10、可采煤层 0 2 层。区主要可采及局部可采 煤层为 2 号、 3-1号、 3号、 4号、 6号、 8号、 1 2号、 1 4号、 1 5号、 1 5-1号、 1 6-2号、 1 7 号、18 号、20 号、 22号、 23 号和 24 号煤层，上煤组可采煤层均属稳定或较稳定煤层， 中煤组1517号煤层厚度、层间距都有相当变化，下煤组煤层又趋于稳定。2号煤层：位于煤系顶部，煤层厚度 0.660.97m,平均0.82m,含夹石12层，厚 0 . 02 0 . 20 m ，顶板岩性多为泥岩、粉砂质泥岩，底板为褐色泥岩。结构较复杂，对比可 靠，为稳定可采煤层。3号煤层：上距2号煤层9.0923.87m

11、,平均14.16m,煤层厚度1.412.11m，平均 1.76m，含夹石1层，厚0.020.05m，顶板岩性多为细砂岩、粉砂岩，底板为灰色泥 岩。结构较复杂，对比可靠，为稳定可采煤层。31号煤层：上距 3号煤层1.610.0m，平均3.52m，煤层厚度 01.39m，平均 0.7m，含夹石1层，厚0.030.1m，顶板岩性多为泥质粉砂岩、粉砂岩，底板为泥岩。 结构较复杂，对比可靠，为局部稳定煤层。4号煤层：上距3- 1号煤层0.29.0m，平均5.21m,煤层厚度0.522.38m，平均 1.45m，含夹石13层，厚0.020.45m,顶板岩性多为泥质粉砂岩、粉砂岩，底板为泥 岩。结构较复杂，

12、对比可靠，为局部稳定可采煤层。6号煤层：上距4号煤层7.3320. 64m 平均10.16m,煤层厚度0.61.99m，平均 1.30m,含夹石13层，厚0.020.45m,顶板岩性多为泥质粉砂岩、粉砂岩，底板为泥 岩。结构较简单，对比可靠，为局部稳定可采煤层。8号煤层：上距6号煤层2.4514.50m,平均9.67m，煤层厚度0.580.92m，平均 0.75m,含夹石1层，厚0.020.10m,顶板岩性多为泥岩、泥质粉砂岩，底板为泥岩。 结构较简单，对比可靠，为局部较稳定可采煤层。12号煤层：上距8号煤层9.4042.20m,平均22.14m,煤层厚度0.223.31m, 平 均1.76m

13、,含夹石12层，厚0.020.15m,顶板岩性多为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，底 板为泥岩。结构较简单，对比可靠，为稳定可采煤层。14号煤层：上距12号煤层4.1014.40m,平均9.76m,煤层厚度0.851.96m, 平 均1.40m,含夹石1层，厚0.10.5m，顶板岩性多为泥质粉砂岩、粉砂岩，底板为泥 岩。结构较复杂，对比可靠，为稳定可采煤层。15号煤层：上距14号煤层 2.014.00m,平均9.62m,煤层厚度 01.42m，平均 0.71m,含夹石12层，顶板岩性多为细砂岩、粉砂岩，底板为泥岩。结构较复杂，对比 可靠，为较稳定煤层。15-1号煤层：上距15号煤层0.6510.30m

14、,平均5.91m，煤层厚度0.204.11m, 平 均2.16m,含夹石12层，厚0.030.1m，顶板岩性多为粉砂质泥岩、粉砂岩，底板为 泥岩。结构较复杂，对比可靠，为较稳定煤层。16-2号煤层：上距151号煤层4.021.41m,平均10.0m,煤层厚度01.6m，平均 0.80 m,顶板岩性多为粉砂质泥岩，底板为泥岩。结构较复杂，对比可靠，为局部可采煤 层。17号煤层：上距16-2号煤层0.63.5m，平均1.04m,煤层厚度0.03.27m，平均 1.64 m,含夹石层，顶板岩性多为泥质粉砂岩，底板为泥岩。结构复杂，对比可靠，为局 部稳定煤层。18号煤层：上距17号煤层2.5015.7

15、0m,平均6.69m，煤层厚度0.812.01m, 平 均1.41m,含夹石13层，厚0.030.2m，顶板岩性多为泥岩，底板为泥岩。结构较复 杂，对比可靠，为较稳定可采煤层。20号煤层：上距18号煤层7.5036.73m,平均18.41m,煤层厚度0.723.66m, 平 均2.19m,含夹石12层，厚0.050.15m,顶板岩性多为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，底 板为泥岩。结构较复杂，对比可靠，为较稳定可采煤层。22号煤层：上距20号煤层6.4029.0m,平均18.36m，煤层厚度0.292.06m, 平 均1.18m,含夹石12层，厚0.030.3m,顶板岩性多为泥质粉砂岩泥岩，底板为泥

16、岩。结构较复杂，对比可靠，为稳定可采煤层。23号煤层：上距 22号煤层2.08.0m，平均3.50m,煤层厚度0.250.95m，平均 0.60m,顶板岩性多为泥质粉砂岩，底板为泥岩、粉砂质泥岩。结构较简单，对比可靠， 为较稳定局部可采煤层。24号煤层：上距23号煤层2.1012.30m,平均6.16m，煤层厚度0.422.32m, 平 均1.37m,顶板岩性多为粉砂质泥岩、泥岩，底板为泥岩。结构较复杂，对比可靠，为较 稳定煤层。可采及局部可采煤层特征见表 1-1-3 。表 1-1-3 可采煤层序号煤层编号煤层厚度(m)煤层间距(m)煤层稳定性顶板底板120.66-0.97稳定泥岩、粉砂质泥岩

17、泥岩0.829.09-23.87231.41-2.1114.16稳定细砂岩、粉砂岩泥岩1.761.60-1033-10-1.393.52局部稳定泥质粉砂岩、粉砂泥岩0.700.20-9.00质泥岩440.52-2.385.21较稳定泥质粉砂岩、粉砂泥岩1.457.33-20.64质泥岩560.60-1.9910.16较稳定粉砂质泥岩泥岩1.302.45-14.50680.58-0.929.67较稳定泥岩、泥质粉砂岩、泥岩0.759.40-42.20局部为黑色泥岩7120.22-3.3122.14稳定泥质粉砂岩、粉砂泥岩1.764.10-14.40质泥岩8140.85-1.969.76稳定泥质粉

18、砂岩、粉砂泥岩1.402.00-14.00岩9150-1.429.62较稳定细砂岩、粉砂岩泥岩0.710.65-10.301015-10.20-4.115.91不稳定粉砂岩、泥质粉砂泥岩2.164.00-21.41岩1116-20-1.6010.00局部稳定细砂岩、粉砂岩粉砂质泥0.800.6-3.50岩12170-3.271.04局部稳定泥质粉砂岩泥岩1.642.50-15.7013180.81-2.016.69较稳疋泥岩泥岩1.417.50-36.7314200.72-3.6618.41稳疋泥质粉砂岩、粉砂泥岩2.196.40-29.00质泥岩15220.29-2.0618.36局部稳定泥

19、岩泥岩1.182.00-8.0016230.25-0.953.50较稳疋泥质粉砂岩泥岩、粉砂0.602.10-12.30质泥岩17240.42-2.326.16较稳疋粉砂质泥岩、泥质泥岩1.37粉砂岩1.1.4. 其它开采技术条件(1) 瓦斯根据松山井田精查地质报告，松山井田煤层瓦斯含量为 0.9623.50 ml/g y,根据 000煤矿2012年瓦斯等级鉴定报告，矿井相对瓦斯涌出量为 16.79m3/t ,通过松山井田可 利用的瓦斯测试数据计算结果和000煤矿瓦斯等级鉴定报告并结合同一构造单元邻近矿井实际瓦斯情况，本矿井为高瓦斯矿井，按有煤与瓦斯突出危险性进行设计。另外，根据省煤炭管理局

20、对六盘水市煤矿 2006 年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复 【黔煤行管字 200767 号】，整合前原 000、柳树田和二发沟三煤矿整合矿井均为高瓦斯 矿井。在建设和生产中应加强矿井通风管理和瓦斯预测预报工作，保证通风系统的安全 可靠、有效，严格执行煤矿安全规程的有关规定。安全专篇中对矿井瓦斯涌出量进行了预测，得出：矿井相对瓦斯涌出量为16.79m3/t ，应属高瓦斯矿井。本矿属煤与瓦斯突出区域，故本设计按煤与瓦斯突出矿井 设计。根据该矿井煤层的赋存情况，结合我省瓦斯梯度情况，预计本矿瓦斯梯度为垂深每增加100m煤层瓦斯含量增加45nVt。（2）煤尘爆炸性 根据省煤田地质局实验室提供的煤尘爆炸性

21、鉴定报告，区各可采煤层均具有煤尘爆炸危险性。（3）煤的自燃倾向性 根据省煤田地质局实验室提供的煤炭自燃倾向等级鉴定报告，区各可采煤层的自燃倾向性均为三类。（4）地温该矿井属地温正常区，无热害。（5）煤层顶、底板 顶板：可采及局部可采煤层的顶板岩性为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩，含粉砂质泥岩等松软岩石的顶板，其抗压强度差，易垮塌，为砂岩等较坚硬岩石的顶板，其抗 压强度较好，较为稳定。底板：多为泥岩，遇水易膨胀，应加强管理。（6）水文地质1 地层含、隔水性 矿区地下水类型主要为基岩裂隙水、松散岩类孔隙水，其次为碳酸盐岩岩溶裂隙水。 第四系（Q）:主要为坡积、残积、冲积物，岩性以砂质粘土、粘土、亚粘

22、土为主， 厚度变化不大， 0 10 米，一般厚 2.00m 左右。为孔隙水。该带透水性好，地下水易于排 泄，动态变化大，大部分是季节性泉水，富水性弱。 永宁镇组（yn）:本组岩性以灰岩为主，厚约 260m含碳酸盐岩岩溶裂隙水。 夜郎组（应为“飞仙关组”，以下同）：本组岩性以泥岩、灰岩、泥质灰岩为主，厚约550m含碳酸盐岩岩溶裂隙水和基岩裂隙水。灰岩地段含水性强，泥岩含水性弱， 其泥岩与灰岩交替沉积，使各含水层之间无水力联系。 上二叠统宣威组（应为“龙潭组”，以下同）：岩性为砂岩、粉砂岩、泥岩、粉砂 质泥岩，厚约230m左右，含基岩裂隙水，为相对隔水层，含水性弱。 峨嵋山玄武岩（P3 B）：主要

23、为灰绿、暗绿色玄武岩及拉斑玄武岩，中夹玄武质凝灰岩及砂页岩，厚度大于 200m （老屋基井田厚度约350m。节理和风化裂隙较发育。峨 眉山玄武岩组是裂隙型弱含水层，透水性不良，为茅口组灰岩与龙潭组之间的相对隔水 层。据有关资料，盘西铁路支线火铺平关燧道穿过本组时，最大垂深150m燧道干燥无 水。含煤地层上覆含水层为永宁镇组岩溶水，富水性强、水量较大，但距煤层远，其间 有飞仙关组相对隔水层阻隔；含煤地层下伏岩溶强含水层为栖霞、茅口组灰岩，岩溶水 富水性强、水量大，其间有峨嵋山玄武岩相对隔水层阻隔。故煤系地层的上覆、下伏岩 溶强含水层对煤层的开采均无影响。煤系地层中的直接含水层以细砂岩层为主，一般

24、厚 度较薄，含裂隙水，其富水性弱，水量小，对煤层的开采影响不大。2矿井充水因素分析及水文地质类型 矿井充水因素既决定于水文地质条件，又决定于开拓方式。充水强度受充水水源和 通道的影响。1）地表水井田北东边界有松山小河自南西北东流入拖长江，汇入北盘江。松山小河为山区 雨源型河流，流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小，河水主要受大气降水控制。井田剩余可采区域距松山河较远，且松山河位于煤系露头附近，本设计已留有煤柱 （与煤层露头共用），煤系地层隔水能力较好，因此松山河对矿井开采影响较小。工业场地处有一溪沟，其汇水面积 18.1129km2，按煤炭工业企业总平面设计手册 推荐的交通科研院小流域径流简

25、化公式（P602）计算，频率为1/100的设计洪峰流量100.75m3/s 。根据煤炭工业矿井设计规规定的防洪标准，本矿井口和工业场地防洪设 计按百年一遇计算，井口按三百年一遇校核。经计算洪水对井口和工业场地均无威胁。2）地下水井田无大的断层，地层相对完整，不会造成含水层与含煤地层拉近或对接。煤系地 层隔水性较好，不会将地表水导入井下，为相对隔水层。因此地下水对矿井开采影响较 小。3）水文地质类型本井田属以大气降水为主的裂隙充水矿床，水文地质条件中等，水文地质类型属二 类二型。3矿井涌水量本矿井属以大气降水为主的裂隙充水矿床，主要为顶板中所含裂隙水向巷道渗漏， 其次为老窑积水及采空区积水等。根

26、据原地质报告及矿山多年开采收集资料，整合前原 000煤矿井下最大涌水量为40n3/h,正常涌水量为20吊/h。随着矿井开采围的增大和开 采深度的增加，矿井用水量将增大。地质报告推荐采用“比拟法”计算矿井涌水量，但报告中对生产矿井的正常及最大 涌水量取值过小。设计根据相邻生产矿井火铺矿，截至 2002 年底实际涌水量资料进行采 用“比拟法”计算矿井涌水量，根据分区划分及开采面积计算矿井涌水量。（ 1 ）预算公式正常涌水量计算公式：Q=Q1 F S/ F1 S1最大涌水量计算公式：Qmax = Q-n式中：Q计算涌水量（mVh ）f计算面积（m）S计算开采深度（m）Q1火铺矿正常涌水量（nVh ）

27、 fi火铺矿开采面积（m）S1火铺矿开采深度（m）n涌水量变化系数采用计算指标和计算结果详下表：预计矿井涌水量计算表参数分区、Q (m3/h)F1（诟）F （km）S（m）S（m）Q (m3/h)nQnax(m3/h)一水平384.44.91.1539232073.63221.8根据上述计算，在+1400.0m标高正常涌水量为80nVh，最大涌水量为240nVh。由于 采掘后水文地质条件发生变化，今后生产中应积累水文地质资料，修正其涌水量，合理 地选择排水设施及设备。开采+1400m标高以下资源时，根据实际情况增加排水设备。1.1.5. 矿山救护根据提供的安全专篇可知：由于本矿与红果煤矿属于同

28、一业主，两矿设计生产能力之和为90万t/a，且两矿井相邻，所以设计考虑在本矿井与000煤矿之间设置矿山救护中队，负责两矿井的矿山救护 日常工作。配备矿山救护车3辆，人员32人。场地选在000煤矿一采区回风斜井场地旁， 场布置有矿山救护中队及训练场地。救护队设有车库、值班室、通信室、着装室、装备 室，办公室等。在矿井建成投产前，应完成矿山救护中队的报批及组建工作。矿井建设 期间应与就近的矿山救护队签订服务协议，以满足基建期间的矿山救护要求。根据矿井生产能力、开采条件及灾害情况，专职矿山救护中队由3个小队组成，每个小队由9人组成。救护中队每天应有2个小队分别值班。1.2. 矿井开拓开采现状1.2.

29、1.井田境界、储量、生产能力及服务年限000煤矿位于盘关向斜西翼中段松山勘探区，井田围西起松山井田 11号勘探线，根 据省国土资源厅颁发的 采矿许可证（证号：C22542，000煤矿矿界围由10个拐点坐 标圈定，矿界东西长约 2.416 km，南北宽约1.930 km，矿区面积1.7297km2表1-2-1矿井拐点坐标（坐标系）拐点编号XY128531373544378922853448354440663285384535444692428542453544503852854360354452436285374735445795728536033544564882853223354452889

30、285269935444752102852430354445132矿区面积：1.7297km；开采深度：+1800m- +1400m矿井可采储量2158万t，设计生产能力为45万t/a，服务年限34a。1.2.2井田开采现状(1) 开拓方式本矿井采用斜井开拓方式。主斜井及副斜井布置在24号煤层底板岩层中，在+1520m标高24号煤层底板岩层中布 置有1520运输大巷，在+1620M标高24号煤层底板布置有1620轨道大巷，运输及轨道大 巷分别通过联络巷与主副斜井沟通。一采区进风斜井及一采区回风斜井布置在24号煤层底板岩层中，二采区进风斜井为穿层布置，二采区回风斜井布置在24号煤层底板岩层中。设

31、计采用区段石门联系煤层，由1520运输大巷北端掘进11运输石门，揭15号煤层 后布置1152运输巷，由1620轨道大巷掘进11机轨合一石门，揭15号煤层后布置1152 回风巷，1152运输及回风巷通过开切眼沟通1152回风巷通过11回风石门，11回风石门 与一采区回风斜井沟通，形成 1152回采工作面通风系统。目前一采区1152回风巷已掘进完成，正在回采，1121运输巷正在掘进，1121进风巷 与11运输石门连接，1121回风巷正在掘进，1121回风巷通过11机轨合一石门联络巷与 11回风石门联通，11回风石门与一采区回风斜井连接。由1520轨道大巷南端掘进21运输石门，揭3号煤层后布置203

32、2运输巷，由二采区 掘21机轨合一石门，揭3号煤层后布置2032回巷，2031运输及回风巷通过开切眼沟通， 二采区布置有21及22回风石门，分别作为各煤层运输及回风巷掘进时的回风巷，同时21回风石门作为采面回风石门。安全专篇设计矿井投产时开采采面为一采区 2031采面，二采区2032采面，掘进 工作面为一采区1032运输及回风巷，二采区 2042运输及回风巷。目前一、二采均已投 产，随着采掘面的推进，2031已回采结束，目前井下采煤工作面为一采区1152采面及二采区2032采面，目前掘进面为一采区1121运输巷掘进面，1121回风巷掘进面，二采区 2121运输及回风巷掘进面。(2) 主要井筒及

33、作用000煤矿为斜井开拓，设有主斜井、副斜井、一米区回风斜井、二米区回风斜井、一 采区进风斜井及二采区进风斜井 6条井筒，主斜井井口标高为+1685.0m,副斜井井口标高 1706.1m。主斜井断面为半圆拱，表土段采用混凝土支护，净断面13.3m2，掘进断面15.3m2，岩巷段均采用锚网喷支护，净断面 13.3m2，掘进断面14.2m2,井筒铺设宽1000mm 胶带输送机及架空乘人装置，担负矿井煤炭运输、进风和人员下井任务；副斜井断面亦为半圆拱断面，表土段采用砼碹支护，净断面11.5m2,掘进断面13.6m2，岩巷段采用锚网喷支护，净断面11.5m2,掘进断面12.6m2，担负矿井材料、设备、

34、矸石运输及进风、管线 铺设任务；一采区回风斜井为半圆拱断面，采用锚网喷支护，净断面7.9m2，掘进断面8.6m2，主要担负回风任务；二采区回风斜井为半圆拱断面，采用锚网喷支护，净断面 7.6m2，掘进断面8.6m2，主要担负回风任务；一采区进风斜井及二采区进风斜井为半圆拱 断面，砌碹支护，净断面6.0m2，掘进断面7.5m2，主要担负矿井进风任务。表 1-2-2井筒特征表顺序名称单位主斜井行人斜井一采区 回风斜井一采区 轨道斜井二采区 回风斜井二采区 轨道斜井1井口Xm2854037285378428539302853908285347928537221坐标Ym3544511635444700

35、354448733544485535444417354446002井口标高m+1685.0+ 1706.1+ 1706+1706+ 1759.14+ 1609.93方位角度27.512316316320328A断净2m7.77.77.07.77.07.74:面掘进2m8.58.57.78.57.78.55长度m4335063653652922146倾角（坡度）度1818252526267井筒装备胶带铺轨道铺轨道8备注运煤、行人进风、行人回风辅助运输回风辅助运输（3）水平布置根据矿区围、煤层赋存状况及矿井开拓方式，全矿井划分为一个水平开采，标高1520m（4）采区划分采区划分与煤层赋存条件、开采

36、方式及采煤机械化程度有直接的关系。本矿井走向 长为1.85km，倾斜宽为0.94km，实际剩余资源赋存在+1520m- +1400m标高之间，由于本 矿井以两个采区达产，为了使采区划分能够做到使全井田合理开采，前后期统筹兼顾， 确定本矿井以一个水平四个采区开采，+1520m标高以上为一、二采区，+1400m以下为三、四米区。（5）开米顺序米区间开米顺序为：一米区、二米区f三米区、四米区。开采顺序安排为：本矿井开采煤层为近距离煤层群，采用联合开拓；区段煤层间亦 为下行式。工作面为走向长壁后退式回采。（6）矿井现生产采区矿井现生产采区为一采区及二采区。1.2.3 矿井通风情况（1）通风方式及通风系

37、统本矿按煤与瓦斯突出矿井设计，确定本矿井为一个水平四个采区开采，+1400m标高 以上为一米区、二米区，+1400m以下为三、四米区。米区间开米顺序为：一米区、二米 区f三米区、四米区，设计首先开米一、二米区，三米区为一米区的接替米区，四米区 为二米区的接替米区。矿井通风方式为分区式，即各个米区独立回风，在前一米区回米 完之前，不得利用同一回风井进行其接替米区的掘进和回米通风用。矿井通风方法为抽 出式。一米区新鲜风流由主斜井、副斜井和一米区进风斜井进入，乏风通过一米区回风 斜井排出。二米区统新鲜风流由二米区进风斜井进入，由二米区回风斜井排出。井下回 采、掘进工作面均采用独立回风。回采工作面采用

38、“ U型通风，矿井掘进工作面采用 局部通风机作压入式通风，均为独立通风系统。（2）通风设备一采区选用防爆对旋轴流通风机：FBCDZ8 No18B型（n = 740rPm）二台，其中：一 台工作、一台备用，其工况点参数为： Q =45nVs，H =1420Pa n = 0.85，叶片安装角度 49 /41 ;风机叶片极限安装角：40 /32。55 /47 ;配 YBF280M 8、45kW 380V防爆电机四台（一台风机配二台电机），二台工作、二台备用。二采区选用防爆对旋轴流通风机：FBCD8 No20C型（n = 740rPm）二台，其中：一 台工作、一台备用，其工况点参数为： Q =47nV

39、s，H =2100Pa,n= 0.85，叶片安装角度 46 /38 ;风机叶片极限安装角： 40 /3252 /44;配 YBF315M8、 75kW、 380V防爆电机四台（一台风机配二台电机），二台工作、二台备用。1.2.4. 矿井供电、供水情况（1）矿井供电电源根据电力 2006年 4月编制的电网公司“十一五”煤矿供电规划，规划在红果片 区新建五个10kV开关站向附近的煤矿供电，其中距离000煤矿约4km的滥田10kV开关站 作为该矿的供电电源，由滥田10kV开关站的两段10kV母线分别引10kV供电线路至该矿。滥田10kV开关站两回10kV线路引自沙坡110kV变（2X40MVA不同1

40、0kV母线段，沙坡 110kV变两回110kV电源引自红果220kV变（2X 150MVA。（2）供电负荷矿井有功功率：151.04kW 矿井无功功率：132.11kVar ;自然功率因数 CO = 0.710 ; 视在功率： 3028.67kVA;经过补偿后：有功功率：1828.38kW 无功功率：570.90kVAR功率因数CO = 0.955 ; 视在功率： 1915.44kVA；矿井年电耗量约914.19万kWh，吨煤电耗为20.32kWh。（3）矿井供电系统及变压器选择在盘县红果镇000煤矿开采方案中，设计从滥田10kV开关站不同10kV母线段出 两回10kV线路至000煤矿工业场地

41、，10kV供电线路规格为LGJ- 95,单回长约4km在工业场地设置地面10kV变电所，在二采区风井场地设置10kV附设式变电所，在一 采区井下设一个中央变电所，二采区设一个采区变电所。由地面10kV变电所采用两回MYJV22- 8.7/103X 35高压电缆沿主斜井向中央变电所供电，两回下井电缆分别引自不同的母线段；矿井地面采用10kV、380V配电电压，井下采用10kV、660V 127V配电电压。 二采区变电所电源引自中央变电所。工业场地10kV变电所选用两台S11-800/1010/0.4kV 800kVA 变压器、2套GGJ1低压无功功率补偿柜、12台GGD型配电柜向一采区场地低压设

42、备配电。二采区风井场地10kV附设式变电所选用两台 S11-250/10 10/0.4kV 250kVA 变压 器、1套GGJ1低压无功功率补偿柜、9台GGD1型配电柜向二采区风井场地通风机、场地 管道泵等地面低压负荷配电，两回10kV电源线路引自工业场地10kV变电所，导线型号为 LGJ- 35，单回长 500m。中央变电所设 10 台 PJG43-10 型矿用隔爆型高压真空配电柜，两台 KBSG-100/10 10/0.69kV 100kVA 矿用隔爆型干式变压器为局部通风机专用变压器，三台 KBSG-500/1010/0.69kV 500kVA 矿用隔爆型干式变压器为泵房水泵、 1550

43、运输大巷胶带机、 11 运输 斜石门胶带机、充电硐室充电机、 1021 回风顺槽设备、掘进头 2设备、一采区煤仓给煤机 等设备配电；在 1021 运输顺槽设一台 KBSGZ-Y400/10 10/0.69kV 400kVA 矿用隔爆型移 动变电站，为 1021工作面、 1021运输顺槽、掘进头 1等设备配电。二采区变电所设5台PJG43- 10型矿用隔爆型高压真空配电柜，两台KBS 100/1010/0.69kV 100kVA 矿用隔爆型干式变压器为局部通风机专用变压器， 一台 KBSG-315/10 10/0.69kV 315kVA 矿用隔爆型干式变压器为 21 运输石门胶带机、 21 运输

44、上山胶带机、 二采区煤仓给煤机、掘进头 4 设备、 2021 回风顺槽等设备配电；在 2021 运输顺槽设一台 KBSGZ-Y400/10 10/0.69kV 400kVA 矿用隔爆型移动变电站，为 2021工作面、 2021运输 顺槽胶带机、调度绞车、掘进头 3等设备配电。为地面供电的电力变压器中性点接地， 为井下供电的矿用隔爆型干式变压器中性点不 接地。（3）水源情况 通过对矿区的水文地质补勘，矿区地表水较丰富，位于工业场地主斜井井口东北面水 平距离约1.54km处（地面标高为+1635.00M），距工业场地生活水源净化站水平距离约 1.76km，提升高度约70m该出水洞枯季流量约31.9

45、L/S，即约2750nVd。水量充足，除 满足 000 煤矿生活用水约 475m3/d 和施工期间生产用水约 330m3/d 外，剩余水量还能满足 该矿井生活用水约455nVd （包括地面生产系统用水约 20nVd ）和施工期间生产约350nVd 用水量要求，在征得地方政府主管部门的同意后，经净化、消毒后可作该矿井生活、消防 用水水源。1.3. “六大系统”的建设情况1.3.1. 监控监测系统选择KJ95NA型矿井监控系统，主要监控矿井上下各类安全、生产参数。该系统具有 报表、曲线、图形等屏幕显示、打印和绘图、数据存储调用、参数超限报警、控制等多 种功能，各分站既能与监控中心汇接，又可独立工作。系统具有传输故障、设备故障、 供/断电状况和软件运行故障等的自诊断功能，还具有远程维护功能。KJ95NA型安全监测监控系统主要由地面中心站、矿用监控仪、各种传感器和控制执 行器等部分组成其参数如下：1）容量：128个分站， 1024个输入量， 5