黎家山煤矿联合试运转方案

双石镇黎家山煤矿联合试运转方案二0一一年十二月双石镇黎家山煤矿（设计生产能力6万吨/年）联合试运转方案矿 长：高绍成技术负责人：但召立生产副矿长；宾大才安全副矿长：闫华权机电副矿长：彭家华编制时间：二0一一年十二月目 录前言3第一节 矿井运转的系统、范围和期限.5第二节 联合试运转的测试项目、方法、机构人员24第三节 联合试运转的预期目标的效果29第四节 联合试运转的产量计划和劳动组织30第五节 应急预案与安全措施32附件：1、黎家山煤矿采矿许可证（副本）复印件2、重庆市经济委员会文件渝经煤管2009229号重庆市经济委员会关于黎家山煤矿扩建开采设计的批复3、重庆煤矿安全监察局渝中监察分局文件渝煤安监渝中监一字200997号关于重庆市合瑞煤业有限公司黎家山煤矿扩建工程安全设施设计及安全专篇审查的批复 4、重庆市煤炭质量监督检验站对正连和花连煤层进行煤尘爆炸性鉴定报告5、重庆市煤炭质量监督检验站煤炭自燃倾向性等级鉴定报告前 言黎家山煤矿始建于1952年，设计能力为1万吨，2007年核定能力为1万吨。矿井开拓方式为平硐开拓、南北走向上山开采，通风系统为中央分列式通风系统。平硐口标高为+536m，风井平硐口标高+624m。矿井原有采煤方法倾斜多硐采煤法，回采工艺采用放炮落煤，局部充填管理采空区，木支柱支护顶板，料石砌碹支护巷道，工作面的煤为人工采用竹兜运输，平巷采用机车运输，平硐自流排水。矿井开采三叠系须家河组中煤组K8、K9煤层，目前黎家山背斜东翼+530m平硐以上只剩下12万吨边角残煤，矿井自2005年6月以来，在开采边角残煤的同时，一直在巷探扩大区域煤层。黎家山煤矿属扩建矿井，设计生产能力为6万吨/年。于2008年8月获得重庆市地质矿产研究院提供的黎家山煤矿勘查地质报告及相关地质图件。重庆市经济委员会文件渝经煤管2009229号重庆市经济委员会关于黎家山煤矿扩建开采设计的批复，重庆市国土房屋管理局2008103号文件对矿区范围进行了批复，划定了黎家山煤矿开采范围，矿区面积约为1.1617km2，经主管部门对可研的论证评审，审批于2010年9月7日获得重庆市国土资源厅颁发的采矿许可证（证号C20090311300008788），于8年由重庆永荣电力设计有限公司设计院编制了开采设计及安全专篇并审批，重庆煤矿安全监察局渝中监察分局文件渝煤安监渝中监一字200997号关于重庆市合瑞煤业有限公司黎家山煤矿扩建工程安全设施设计及安全专篇审查的批复。通过全矿管理人员和全体员工的共同努力，严格按扩建开采设计和安全专篇进行施工，目前矿井建设工程、安全设施和设备安装工程已基本结束，矿井各大系统齐备，组织机构、管理制度健全，职工培训、持证上岗等工作就绪，已基本具备联合试运转生产条件。根据我矿各项建设工程施工的实际情况，特制定联合试运转期间的运转方案。第一节 矿井运转的系统、范围和期限黎家山煤矿设计生产能力6万吨/年，从2009年11月开始严格按扩建开采设计、安全专篇进行矿井的建设工作，矿建工程现已竣工，准备对矿井各大系统申请联合试运转工作。一、矿井位置及交通情况黎家山煤矿位于永川区西北，方位约322，至永川城区直距19Km。行政区划属永川区双石镇所辖。矿山中心地理坐标：东经1054820，北纬292705。平硐井口座标为（重新用经纬仪、水平仪测量）：X=3259140.61，Y=35578098.47，井口高程Z=+536.556m。现经205地质队按西安坐标进行核查平硐井口座标为：X=3259096.175，Y=35578030.935，井口高程Z=+519.1m矿区有7km简易公路与成渝公路太平站相连，距成渝铁路双石火车站11km，距永川城区运距25km，交通方便黎家山煤矿矿井范围由18个拐点圈定，走向长1.4281.965km，倾斜宽0.0980.86km，面积约为1.1617km2。二、地形地貌及气象1、地形地貌黎家山煤矿位于西山背斜南段之南东翼，属永荣煤田矿区。地貌受构造和岩性控制，属构造剥蚀切割低山丘陵地貌，区内地势起伏不大，冲沟发育，最高点位于矿区北部的劳改四中队，标高+790m，最低点位于矿井工业广场，标高+536m，相对高差254m。2、河流水系矿区属长江水系，地表无常年性河流，在矿区的中部数条季节性冲沟，流量小，冲沟流量受大气影响，在雨季会形成急流，由矿区中间向四周径流，经调查矿区无其它水体。三、气象及地震1、气象条件该区属亚热带季风气候区，温暖湿润，四季分明。年平均气温18.519.1。最低气温为-1.5，最高气温42.2，冬无严寒，夏无酷暑。年平均降雨量1141.8mm，雨量大多集中在5-9月，且常有雷雨，春冬多雾，雾日最长达148天，因大气污染，有时雾、酸雨发生。年平均相对湿度80%，绝对湿度17.6mb，常年风速较小，以偏西北风见多。2、地震根据国家地震局90年版中国地震烈度区划图划分，本地区地震基本烈度为度，属一组，设计基本地震加速度值0.05g（g为重力加速度），设防标准应按建筑抗震设计规范（GB50011-2001）和重庆市地震办公室及重庆市城乡建设委员会重地发19957号文和重庆市建委渝发1995244号文有关规定执行。四、矿区经济概况矿区经济主要以农业为主，农村劳动力充足。矿区建材以石材为主，其它建材需在外地购买。五、矿井开采现状黎家山煤矿始建于1952年，设计能力为1万吨，2007年核定能力为1万吨，现为扩建矿井，设计生产能力为6万吨/年矿井开拓方式为平硐开拓、南北走向上山开采，通风系统为中央分列式通风系统。平硐口标高为+536m，风井平硐口标高+624m。矿井现有采煤方法为走向长壁采煤法，回采工艺采用放炮落煤，局部充填管理采空区，单体液压支柱支护顶板，料石砌碹支护巷道，工作面的煤为刮板运输机运输，平巷采用机车运输，平硐自流排水。矿井开采三叠系须家河组中煤组K8、K9煤层。六、生产矿井及周边小煤窑黎家山煤矿南与永川区双石镇石门联合煤矿,并与石门联合煤矿平面上有少许重叠，该矿开采非监狱区（即现黎家山煤矿范围）K9（花连）煤层，开采标高+510+350m，标高上不重叠；与长胜煤业有限责任公司最近距离38m，无矿权重叠；矿区东南与永川区双石镇西山煤矿相邻，平面上有少许重叠，该矿开采双连、独连、正连、花连煤层，开采标高+490+340m，平面重叠部分标高上不重叠（平面重叠部分已是采空区）；西北与大足县风井煤矿有少许重叠，重叠区域为风井煤矿无煤区（煤层露头外），且为F3断层上下盘关系，该断层落差近80m，相互之间开采无影响。矿井之间无矿权资源纠纷（见表3相邻矿井开采情况）。表1-1-1 相邻矿井开采情况表矿井名称开采标高开采煤层两矿关系西山煤矿+490+340m双连、独连、正连（K8）、花连（K9）已签定安全互保协议石门联合煤矿+510+350mK9已关闭风井煤矿+770+575m岩炭、正连（K8）、花连（K9）已签定安全互保协议七、矿区工程地质条件1、土体工程地质条件第四系碎屑岩残积、坡积土层，一般具可塑性，厚度薄，多为耕种区。主要分布于含煤地层露头区、背斜向向斜过渡的宽缓河谷地带。由粉砂岩、泥岩等经长期风化、剥蚀后的残坡积物，土层厚度不大，缓坡及沟谷中稍厚，土质多为碎石土、砂土、粉质粘土，土体呈松散或半固结状，分选性、胶结性差，土体较松散，透水性较好，土体强度弱，压缩性高，受力后土体沉降量大，边坡容易失稳。2、岩体工程地质条件上覆地层：含煤地层上覆围岩主要为须家河组第四段（T3xj4）段，该段为浅灰色、灰白色中厚层状中粒长石石英砂岩间夹泥质粉砂岩及砂质泥岩、细砂岩，该段厚112m。属中硬较软岩类型，抗压强度中等，抗风化能力中等，岩体多数为、类，岩体稳定性中等，工程地质条件中等，在该类岩石中掘进巷道时可能出现冒顶，垮塌等不良工程地质现象。3、含煤层：为须家河组第三段，该段为灰深灰色薄中厚层状砂质泥岩夹薄层状细砂岩、粉砂岩、碳质砂岩，该地层中粉砂质泥岩、泥岩属软岩组，力学强度低，有一定遇水软化性，岩石完整性一般，岩体稳定性差，巷道掘至该层段时，易产生顶部塌陷、底鼓、片帮等现象。4、下伏地层：含煤地层的下伏地层为三叠系上统须家河组第二段，该段为灰浅灰色厚层状中粒石英砂岩，上部夹粗粒砂岩、细砂岩或砂质泥岩，下部含36m粉砂岩及砂质泥岩，与下伏地层呈冲刷接触，本段厚220m。属中硬岩组，岩体致密坚硬，稳定性好。综上所述，本区工程地质复杂类型属中等。七、现有电源、水源情况1、水源矿区山泉水丰富，山泉水经化验，水质比较好，经池沉淀净化后，可满足矿区的工业和生活用水。2、电源矿井供电为双电源，一回路来自协合煤矿35kV/6kV变电站，井口变压器为一台KS7-200/6变压器变压后供全矿用电；二回路来自川南10kV经SII变压器变压后以低压向全矿供电。第二节 地 质 特 征一、地质构造1、区域地层黎家山煤矿属永荣煤田西山矿区中心桥井田的一部分，该矿位于中心桥井田之四川沉降带华蓥山帚状褶皱带尾端，由大致呈北东走向的，彼此大体平行的线状褶皱及少量断裂组成。本区的东山、西山、黄瓜山、新店子、古佛山、螺观山等背斜即在该褶皱带中。黎家山煤矿位于西山背斜南端。地层有下三叠统飞仙组（T1f）、嘉陵江组（T1j）、中三叠统雷口坡组（T2l）、上三叠统须家河组（T3xj）、下侏罗统珍珠冲组（J1zh）、中下侏罗统自流井组（J1-2z）、中侏罗统新田沟组（J2s）、沙溪庙组（J1zh）等。大部分地区缺失三叠系雷口坡组（T2l），其他地层出露比较齐全，总厚度大于3000m。黎家山煤矿区内出露地层有下侏罗统珍珠冲组（J1zh）和上三叠统须家河组（T3xj）。2、煤系地层区内地表出露地层为上三叠统须家河组。厚度651m，在矿区出露不全，岩性为灰色、深灰色中厚层状中粗粒长石石英砂岩、泥岩、细砂岩、砂质泥岩及薄煤层。与下伏地层呈假整合接触。三叠系上统须家河组（T3xj）为该矿主要含煤地层。按沉积旋迴和岩性组合分为六段。现由上至下分述如下：第六段(T3xj6)：岩性为浅灰色灰色细至中粒中厚层状长石石英砂岩，夹粉砂岩及砂质泥岩，底部有明显冲刷面，该段厚47m。第五段(T3xj5)：岩性为灰色、深灰色泥质粉砂岩、砂质泥岩，及碳质泥岩和煤层，含煤510层，其中K2（大双连）为主采煤层，平均厚度为0.58m，K6（小双连）为局部可采煤层，平均厚度为0.32m，K5（独连）煤层不可采。本段称上煤组，该段厚68m。第四段(T3xj4)：为浅灰色、灰白色中厚层状中粒长石石英砂岩间夹泥质粉砂岩及砂质泥岩、细砂岩，该段厚112m。第三段(T3xj3)：灰深灰色薄中厚层状砂质泥岩夹薄层状细砂岩、粉砂岩、碳质砂岩，该段含煤线59层，仅K8（正连）、K9（花连）煤层可采，其余均不可采，本矿开采的正连、花连煤层赋存于本段中。本段称中煤组，厚69m（见黎家山煤矿煤系地层综合柱状图）。第二段(T3xj2)：岩性为灰浅灰色厚层状中粒石英砂岩，上部夹粗粒砂岩、细砂岩或砂质泥岩，下部含36m粉砂岩及砂质泥岩，与下伏地层呈冲刷接触，本段厚220m。第一段（T3xj1）：上部深灰色粉砂质泥岩，夹0.20m以下薄煤层二层，均不可采。下部为粉砂岩及泥质粉砂岩，局部含薄煤一层，不可采。本段厚135m。综上所述，本区内含煤地层为须家河组第一、三、第五段，已揭露开采的第三、五段总厚137m，煤层平均总厚1.75m，含煤系数为1.3%，第一段本区未揭露开采。3、井田构造矿区构造上位于杨子准地台重庆台凹华蓥山穹褶束向西南延伸部分之西山背斜南段轴部及南东翼，区内发育有次一级褶皱，即黎家山背斜和向斜，矿区西侧有F3、F4逆断层。矿区地层呈背斜、向斜产出。矿区内西山背斜轴向1424，由于受F4断层控制，地层产状发生了局部变化，南东翼地层产状为1351401019，平均倾角15；北西翼地层产状为2513501027，平均倾角20。对开采影响大。黎家山背斜分布于矿区中部，矿区内背斜轴向1741，长约1.9km，南东翼地层产状为126132733，平均倾角27；北西翼地层产状为290305733，平均倾角25。对开采影响大。黎家山向斜分布于矿区浅部，矿区内向斜轴向3845，长约0.7km，北西翼地层产状为1351401019，平均倾角15；南东翼地层产状为308312714。对开采影响大。F3逆断层分布于扩大矿区西侧边界，该断层走向长约4300m，产状为290310 5064，地层断距100250m。黎家山煤矿扩大边界以F3断层下盘断煤交线为界。对矿井扩大区的采区和工作面布置影响较大。综上所述，矿区地质构造复杂。 二、煤层及煤质1、可采煤层黎家山煤矿开采须家河组第三段之正连（K8）和花连（K9）煤层。K8（正连）煤层：俗称正连，位于须家河组第三段顶部，上距须家河组第四段（T3xj4）011m，平均3.0m、下距K9煤层（花连）1.54.5m，平均2.5m。煤层结构简单，厚0.300.43m，平均0.38m。据矿井西翼（扩大区）+530m探巷揭露，煤层结构简单，厚0.370.39m，平均0.38m。正连煤层较稳定，全区可采。花连（K9）煤层：俗称花连，位于须家河组第三段（T3xj3）之顶部，上距正连煤层1.54.5m，平均2.5m，下距二段顶界62m。该煤层结构复杂，含泥岩夹矸一至三层。矿井南翼一般有1层夹矸，上分层煤厚0.250.30m，下分层煤厚0.350.45m，夹矸为泥岩，厚度0.150.30m，净煤平均厚度0.68m；矿井北部一般有3层夹矸，上分层煤厚0.10m，中一分层煤厚0.35m，中二分层煤厚0.20m，下分层煤厚0.25m，净煤总厚度为0.90m，中间含三层夹矸，上分层夹矸为碳质泥岩，厚度0.08m，中分层夹矸为泥岩，厚度0.10m，下分层夹矸为碳质泥岩，厚度0.14m。矿井西翼（拟扩区）+530m探巷揭露，煤层结构复杂，有二层夹矸，上分层煤厚0.260.30m，中分层煤厚0.100.15m，下分层煤厚0.230.35m，净煤总厚平均0.68m，上分层夹矸为泥岩，厚0.100.12m，下分层夹矸为泥岩，厚0.200.35m。花连煤层较稳定，夹矸厚度变化大，全区可采。2、煤层对比矿区内煤系含煤层位稳定，煤层结构简单复杂，煤的物理性质及宏观煤岩特征明显，标志层清楚，层间距稳定，为煤层对比提供了可靠依据，其主要对比方法如下：标志层标志层：花连煤层顶板有一层白色粘土岩，厚0.200.30m，因而，花连煤层又叫“白土连”， 白色粘土岩稳定，标志明显，为具有唯一特征的标志层。标志层：须家河组二段（T3Xj2）砂岩段为灰、灰白色、灰黄色厚中厚层状中粒岩屑石英砂岩，未出露地表，仅在井巷中可见。易于于三段砂质泥岩、灰黑色泥岩区别，砂岩与泥岩分界线可确定须三段底界和二段顶界。标志层：须家河组第四段（T3xj4）砂岩段，深灰白色中粒砂岩，易于与须家河组三段（T3Xj3）的砂质泥岩及黑色泥岩区别，可确定须家河组四段（T3Xj4）底界和三段顶界。煤层层间距经过矿井开采和井巷揭露，矿区内煤系地层厚度变化不大，煤层与标志层、标志层与标志层之间层间距比较稳定，煤层间距如下表。表1-2-1 含煤地层煤厚、间距特征分布情况项目须四段底正连（K8）花连（K9）须二段顶煤厚（m）/0.380.28（0.25）0.40/间距（m）32.5 62累计（m）35.8868.813、煤的风氧化带在矿区范围内煤层没有出露地表，根据区域及本地区对三叠系上统须家河组的煤炭资源勘查研究表明，煤层风氧化带一般为沿煤层向下垂深3050m。 5、煤质正连煤层以亮煤为主，暗煤次之，呈亮黑色，具有弱玻璃光泽，条迹为深褐色，呈小块状，具层状结构，硬度中等。花连煤层为黑色，沥青光泽、线理状结构、夹泥质及粘土质包体，呈条带线理状，主要为丝碳质亮暗煤类型。根据137地质队提交的永荣煤田西山矿区中心桥井田最终详查报告，该矿各煤层煤质化验指标见表表1-2-2。花连（K9）煤层中部分层为矸石夹条带状薄煤线，作为电煤，一并加入煤厚计算，本次采样测试，花连煤层发热量为12.26MJ/kg表1-2-2 黎家山煤矿煤质化验指标表煤 层名 称煤 样种 类水分 (%)灰分(%)挥发分 (%)全硫(%)固定碳(%)发热量 (KJ/kg)正连原煤1.5528.8133.720.7245.7722.85花连纯煤1.3832.7432.720.7842.9020.67煤矸混采原煤4.758.0240.860.5324.8312.26从化验指标显示、正连煤层高灰、低硫、中热值烟煤，花连属高灰、低硫、低热值1/3焦煤。6、其它有益矿产矿区除煤层外，未发现其它可利用的有益矿产资源。三、瓦斯、煤尘爆炸性、煤的自燃性和地温1、瓦斯根据重庆市经委文件渝经煤安2008130号关于永川区煤矿2008年度瓦斯等级鉴定结果的批复，2008年黎家山煤矿+530m水平绝对瓦斯涌出量0.26m3/min，相通对瓦斯涌出量6.24m3/t；二氧化碳绝对涌出量为0.2 m3/min，相通对涌出量4.8m3/t，矿井属低瓦斯矿井。根据2008年矿井实测资料，矿井瓦斯总涌出量中，回采占30.5%，掘进占17.6%，采空区占34.8%，其它占17.1%。说明本井大量的瓦斯来自邻近煤层及顶板围岩中。2、煤尘爆炸危险性重庆市煤炭质量监督检验站对正连和花连煤层进行煤尘爆炸性鉴定，都具有爆炸危险性。表1-2-3 煤层爆炸性结果表煤 层火焰长度（mm）抑制煤尘爆炸最低岩粉量（%）结 论备 注正连K840085有爆炸危险重庆市煤炭质量监督检验站2004年9月提供花连K940084有爆炸危险3、煤的自燃倾向性重庆市煤炭质量监督检验站检测煤层自燃倾向性试验，各煤层自燃倾向性属三级。表1-2-4 矿井煤层自燃倾向性等级鉴定表煤层原样（）氧化样（）还原样（）结论正连K8376370395三级（不易自燃煤）花连K93463423584、地温矿井未作过地温测试工作，据当地相关研究表明，恒温带一般为井下20100m深度，恒温带夏季一般在18.2 C，冬季在15.8 C左右，平均17.0C。恒温带后井下每下降100m气温升高1.2 C左右。2008年10月18日在+530m运输巷用温度计检测，显示温度为18.6 C。本区属地温正常区，无异常区出现。四、水文地质1、水文地质条件矿区属剥蚀性浅切割低山丘陵，最高点位于矿区北部，标高+790m，最低点位于矿区东部，标高+536m，相对高差254m。西山背斜向向斜过渡的河谷地带标高在+285m左右，为当地最低浸蚀基准面。矿区内无河流和其它水体。井田内出露三叠系上统须家河组地层，岩性为砂、泥岩互层，其中砂岩为含水层，裂隙相对发育，接受降水补给、储存，并以泉井和坑道溢出。泥岩、砂质泥岩等结构致密，孔隙和裂隙不发育，起隔水作用，视为隔水层。含水层浅部补给条件较好，利于地下水的补给、运移和排泄，含水层富水性弱。井田内有三层含水层，一是须家河组第六段砂岩裂隙含水层；二是须家河组第四段砂岩裂隙含水层；第三是须家河组第二段砂岩裂隙含水层。各含水层富水性、导水性弱。其中须家河组第四段砂岩裂隙含水层为矿井直接充水含水层。由于断层的作用，各含水层之间有水力联系。须家河组第五段、第三段、第一段及珍珠冲组泥岩为隔水层。矿井水文地质类型属简单类型。2、矿井充水因素矿井充水因素主要有大气降水、含水层、老采空区水和断层构造水。大气降水是现有矿井主要充水来源。它通过采空区塌陷裂隙和须家河组第四段含水层直接渗入矿井或补给含水层，雨季矿井涌水量倍增。其次是含水层，主要是须家河组第四段砂岩裂隙含水层水，煤层开采后通过导水裂隙进入矿井；第三是老采空区积水，矿井东翼大部已经开采，可能有积水存在，巷道掘进或回采工作面开采期间，可能发生老窑穿水事故，对矿井安全威胁最大；四是断层构造导水，矿井在断层上下盘附近，应留设隔水煤柱，防止造成断层水突水。3、矿井涌水量预测根据矿井历年观测资料，目前矿井最大涌水量为35m3/h，一般涌水量为12m3/h，矿井涌水量小。随着采空面积的增大，涌水量将有所增加。采用类比法公式计算矿井末期生产涌水量，应用公式：Q=Q1(F0F13333n)(S0S1)1/2Q:预测矿井涌水量；Q1:已采区涌水量，取Q正常=12m3/h，Q最大=35m3/h；F0：预计采空面积，取1.16km2；n：与地下水流动状态有关的系数，取1；F1：已开采面积，为0.516km2； S0：预测开采水平水位降深，取水位降深170m（最低+460m开采水平）；S1：已开采水平水位降深，取观测水位降深100m(+530m水平，距地表平均100m)。经计算，矿井开采末期正常涌水量一般约为35.17m3/h左右，最大涌水量102.58m3/h左右。根据矿区含水层情况，矿区水文地质为砂岩空隙、裂隙矿床。矿井水文地质类型属简单类型。矿山应高度重视水文地质工作，对近地表老窑积水区进行认真调查核实，坚持“有疑必探、先探后掘”，制定详细的防治水预案，且在较大型冲沟地段和相邻矿井之间留设好煤柱，防止矿井突水和影响下部水平矿井安全生产。五、煤层顶底板花连煤层伪顶为0.050.1m厚之泥质页岩，直接顶为高岭土质粘土岩，粉砂质泥岩，厚度约3.7m。底板为碳质泥岩或粉砂质泥岩。正连煤层直接顶为硬质粘土岩、粉砂质泥岩，厚度约3.4m，老顶为粉砂岩，底板为泥岩。该煤层顶底板较稳定，裂隙不发育，该矿煤层顶底板比较稳定平整，裂隙不发育。综上，矿区工程地质复杂类型为中等（六）、储量及服务年限根据重庆煤田地质研究所2008年12月编制重庆市永川区黎家山煤矿煤炭资源量核实报告，截止2008年12月，黎家山煤矿正连（K8）、花连（K9）煤层资源储量(122b+2S22+333)991kt，其中，正连(122b+2S22+333)343kt，花连(122b+2S22+333)648kt，(122b)635kt,( 2S22) 14kt,(333)342kt。保有储量（122b+2S22）91kt，新增煤炭资源量（122b+333）900kt，矿井可采储量为78.23万吨，其矿井服务年限为9.3年六、矿井开采（一）、开拓方案矿井在开采背斜东翼边角残煤的同时，继续平硐的掘进，目前平硐已揭穿中煤组正连K8、花连K9煤层，并沿各煤层往南北两翼探巷掘进，南边已到边界距离250m左右，北边已掘了460m左右；同时，在平硐南侧10m左右沿正连K8煤层作回风上山与+580m总回风巷相通。鉴于矿井目前井上、井下生产现状，从扩建投资、工期出发，确定本次扩建的开拓方式仍采用平硐开拓方式。对+530m水平以上煤层采用上山开采，对+530+460m范围内的煤层采用下开采。平硐口标高为+536.556m，平硐净宽3.0m，净断面6.2m2，长度520m左右，支护方式为锚喷，平硐内铺设15kg/m单轨，在平硐以里400m左右刷巷作调车场，车场总长度110m左右，空重车线按10个矿车长度考虑。风井地面标高+624m，井筒净宽2.0m，净断面3.57m2，长105m，支护方式料石砌碹。通风方式为中央分列式通风，安装二台KZT60NO14-I-B对旋轴流式风机，电机功率45kW。矿井排水为平硐自流，当矿井开采下山采区，在采区下部布置水泵房及水仓，采用水泵排水到+530水平经平硐再到地面。五、采区划分及开采顺序1、采区划分根据井田内煤层赋存状，+530m水平共划分三个采区，分别为一采区、二采区、三采区。采区走向距离350550m左右，垂高70140m，倾斜长230m700左右。按各采区煤层倾角不同，工作面斜长控制在100米以内为宜。2、开采顺序根据矿井三个采区分布地点不同，一采区离平硐最近，作为矿井初期投产采区，初投移交工作面为一采区 K8一个工作面，达产时即增加一采区K9一工作面。开采顺序为一采区、二采区、三采区；煤层开采顺序依次为先采正连K8煤层，后采K9煤层，两煤层开采前后错距不得小30米；井田按采区前进区内后退式回采顺序。六、井下开采对地表建（构）筑的影响程度及防范措施（煤柱留设）矿井位于偏僻山区丘陵地带，井田范围内地表建筑物稀少，也无名胜古迹、铁路、水体等，同时矿井开采煤层为极薄煤层，采空区管理采用矸石局部充填，减少了地表的下沉，矿井开采近50多年来，通过对的地表观测，未发现地表有明显的下沉现象，因此不需要留设地表建（构）筑物的保护煤柱，只需考虑井下开采时的安全保护煤柱。1、井田边界按南北翼各设留30米井田保安煤柱。2、在一采区K8、K9煤层一、二工作面回风巷一侧留设防止采空区漏风的隔离煤柱，煤柱倾斜长15m。3、采区上山两边各留20米保护煤柱。4、工作面与工作面之间留10米煤柱。 第四节 井筒、井底车场及硐室一、井筒1、+530m主平硐：井口标高+536.00m，净断面6.2m2 ，三心拱断面，锚喷支护，全长520m。铺设15kg/m的单轨，主要担负矿井运输、敷设管道、电缆，信号线进，担负人员进出、矿井进风的作用。2、风井：井口标高+624.00m，净断面3.57m2 ，长度105m，半园拱断面，砌碹支护，井筒内敷设消防、防尘管道，担负矿井回风的作用。二、井筒特征 井筒特征见表2-4-1：表2-4-1 井 筒 特 征 表 井筒名称井口坐标井 口标 高（m）提升方位角井筒倾角（）井筒长（m）井筒净宽（米）井筒断面（米2）支护方式井筒装备S净S掘+530平硐Y：35578098.47X：3259140.61+536.553225203.06.20锚喷600mm轨距15kg/m单轨风井Y：35578071.68X：3259604.19+624.40348251052.03.57锚喷二、车场1、上下车场形式矿井地面车场为折返式车场，采用机车调车或人工推车方式。矿井井下车场为折返式车场，采用机车调车方式。2、空重车线长度的确定作为小型矿井，生产能力不大，上下车场空重车线长度按1.5列车长度考虑，按实际运输情况，一般一列车牵引10个1吨矿车，故空重车线有效长度取40米。三、硐室1、消防材料库硐室：布置在井底车场调车线的南侧适当位置，库容量能满足堆放足够数量的消防器材。2、变电所硐室，长度8米，宽度3米，高2.8米，三心拱，料石砌碹。（七）、采煤方法、回采工艺及主要生产系统说明1、采煤方法：走向长壁后退式采煤方法。2、回采工艺：采煤工作面设计采用炮采工艺。煤电钻（ZMS-1.2型）打眼，爆破落煤，刮板输送机运输，人工攉煤装溜。采用单体液压支柱支护，支柱的布置形式为矩形，排距为0.8m，柱距为1.2m。采空区顶板采用局部条带充填。工作面顶板管理采用见五回二方式回柱方式。按最大控顶3.8m，最小控顶距2.2米，采煤工作面采空区顶板管理采用全部跨落法管理顶板。3、运输系统：主要运输平巷采用2.5吨蓄电池机车运输，区段运输平巷采用人工推车方式，工作面的煤采用SGD320刮板输送机运输。2、运输设备选型采区内运输采用1吨“U”矿车运输，各运输巷内铺设15kg/m钢轨。采区上山采用绞车串车提升，绞车选型见提升设备选型内容。（八）、通风方式矿井通风方式为中央分列式通风，+530m平硐进风，+624m风井回风。进风路线：+530m平硐 采区下部车场 采区提升上山 工作面运输平巷 工作面。回风路线：工作面 回风平巷 采区回风上山 +580m总回风石门 +580总回风平巷 风井。本矿的回采工作面采用后退式开采方式、“U”型通风方式。掘进工作面采用FBDNO5.6和FBDNO5型局部通风机供风。3、矿井风量分配（1）、分配风量的原则分配到各用风地点的风量应该不低于计算的各用风地点的风量值。为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全等，所有巷道都应该分配一定的风量。风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足煤矿安全规程的各项要求。（2）、分配方法在计算出的矿井需风量Q=15m3/s，减去独立回风的硐室、巷道风量和掘进风量后，各采煤工作风量按其产量，瓦斯涌出量情况配风。独立供风的掘进面2个： Q掘=22.5=5m3/ s回采工作面的风量： Q采=Q正+Q连=5m3/ s若矿井通风系统及瓦斯涌出量发生变化，必须重新进行通风系统设计及风量计算。4、矿井主要通风机矿井主要通风机选用型号为KZT60NO14-I-B型轴流式通风机二台，一台工作、一台备用，功率45KW，转数n=980r/min。高效区范围内额定风量28181658 m3/min，全压365-1352Pa。（九）、排水排水以自流为主，顺槽低洼处的积水采用隔爆潜水泵将水排到+530m水平通过平硐排出地面。七、矿井安全综述1、安全管理职能机构黎家山煤矿由法人、矿长主要负责全面管理，总工程师、安全副矿长、生产副矿长、机电副矿长、工程技术人员等协调管理，下设技术科、通风安全科、机电运输、调度、瓦斯监控等专门机构，并配备专职管理人员的三级管理模式。2、安全制度煤矿建立健全了岗位责任制、安全生产管理制度、作业规程、操作规程、安全技术措施等各项安全生产管理制度和措施，指导煤矿生产。3、安全监测 煤矿安装有KJ90型瓦斯监控系统，对井下各工作地点的安全情况进行全无24小时的监测监控。采用的是KJ90监控系统，地面1台主机，根据矿井采掘工程布置，设备配置情况以及设计要求，安全监测监控共设4个分站，其中地面2个分站，井下2个分站，共装设了26个传感器，分别对瓦斯浓度、风速、压差、一氧化碳、温度、风门及设备开停等参数进行监测监控。矿井配备了专门的检查维护人员，对系统运行情况进行日常巡回检查，发现问题，及时处理，保证了系统的正常运行。4、排水排水以自流为主，顺槽低洼处的积水采用隔爆潜水泵将水排到+530m水平通过平硐排出地面，满足规程和专篇设计要求。5、矿井供电矿井采用双回路供电：一回路来自协合煤矿35kV/6kV变电站，井口变压器为一台KS7-200/6变压器变压后供全矿用电；。二回：从二回路来自川南10kV经SII变压器变压后以低压向全矿供电。矿井建成双回路电源入矿，并与之落实签订了供电协议，保证对矿井进行可靠供电。1）、全矿共安装设备共32台，其中21台工作，设备总容量395.9kw，工作容量200.5kw。全矿有功负荷为矿井年耗电量4626504kwh，综合电耗92.93kwh/t。2）、根据矿井电力负荷计算结果，选择2台容量为200kwA的KS7200/6/0.66型变压器供地面设备、刮板输送机等动力设备供电；2台中性点不接地的的SII变压器供掘进头局部通风机作为局部通风机专用变压器。3）、井下供电按规定实现了“三专两闭锁”和电气设备的“三大保护”等装置保证了矿井安全生产的需要。4）、矿井控制、通讯、信号等设备均选用本质安全型和矿用防爆型。7、提升运输采区提升上山选用GKT1.61.224型单滚筒提升绞车，提升矸石和运输材料。区段回风石门采用矿车运送材料设备，区段运输石门采用矿车运送煤炭。回采工作面：工作面采用刮板输送机运煤。第二节联合试运转的测试项目、方法、机构和人员一、运输系统1、试运转期间绞车的运行情况必须如实填写运行记录和检修情况：（1）、由绞车工认真填写设备运行和上下班交接记录。（2）、由设备维修工填写绞车，钢丝绳、轨道、矿车等设备的维修记录和设备的完好情况。2、试运转生产期间的原煤生产进行运输的能力测定，是否满足矿井生产运输能力。3、矿井设计生产能力为60kt/a，按年生产330天计算，二班制作业，日产原煤182t(车)；矸石体积量按30计算，每天产生矸石55(车)，合计237(车)；每天运出的设备、材料按5(车)计，每天共需运输237+5=242(车)，原煤、矸石、材料通过+530平硐集中运输到地面贮煤处。4、运输上山防跑车装置的完善情况，在试生产期间的所有装置和质量是否满足安全生产的需要。5、测试人员由各班绞车工、电工、 钳工等工种配合，由机电矿长彭家华、安全矿长负责检查和测定。 二、采掘系统1、采掘工作面运行情况是否正常，现场管理及隐患排查、支护质量等要求的落实情况。2、是否严格执行煤矿安全规程、作业规程的规定组织各工作面的施工。3、采掘工作面的文明生产。4、由生产矿长宾大才、安全矿长闫华权负责，各班组配合完成测试工作，不定期由矿测试机构人员入井检查 。三、机电1、对每天的电气、设备、线路及时进行检查和维护，保证煤矿生产各大系统的电气设备能正常运转。2、认真检查和记录试运行期间的供电 、设备运转等方面情况，能否满足矿井生产需要。3、对主扇、小绞车、压风、检测监控系统等设备设施的维修、检修如实登记和记录。4、矿井为双回路供电，供电系统高压电源一回路来自协合煤矿35kV/6kV变电站，井口变压器为一台KS7-200/6变压器变压后供全矿用电；二回路来自川南10kV经SII变压器变压后以低压向全矿供电，线路LGJ-70,线路长度 为7km左右。 在试运转生产期间检查供电线路及供电对生产影响，是否满足矿井安全生产的需要。5、矿井井下供电按规定实现了“三专两闭锁”装置，并对井下的电气、设备完善了“三大保护”装置。试运行生产期间随时进行测试，并按规定进行每天的检漏跳闸试验由电工做好每天的记录，是否满足矿井的安全生产。6、由机电矿长彭家华负责各电工班，钳工班，配合进行测定试运转期间的机电运行情况。四、通风系统1、检查矿井的各种通风设施和通风构筑物（风门、防爆门、风墙等）的工程质量是否满足要求，矿井联合试运转生产过程中矿井通风能力是否满足安全生产的需要。2、根据矿井的总风量（总进风量为864m3/min；总回风量为960m3/min）,合理进行矿井风量分配和调整，能满足井下各用风地点供风需要并符合煤矿安全规程的规定，有效的稀释和排放矿井有毒要害气体。由测风员按规定制度定期进行矿井各地点的风量测定，认真准确填写测风记录和牌板。3、主扇风机运行及仪器、仪表、反风装置检修和主扇到运行情况。矿井主要通风机选用型号为KZT60NO14-I-B型轴流式通风机二台，一台工作、一台备用，功率45KW，转数n=980r/min。高效区范围内额定风量28181658 m3/min，全压365-1352Pa，电机功率37KW。井下掘进采用YBT-5.5型局部通风机，额定风量范围80-150m3/min，电机功率5.5KW为掘进工作面供风。4、井下局部通风机的运行、维护、检修情况。5、监测监控系统运行、维护、检修情况。6、光学瓦斯检测仪、便携式瓦斯检测仪、瓦斯探头等仪器的配备和校验情况，是否满足矿井安全生产需要。由煤矿瓦斯检查员对井下各工作地点、密闭处等按规定进行瓦斯及有害气体的巡回检查，保证检测数据的真实性和准确性，并及时填写在瓦斯检查牌板、手册上，并将每班的检查结果进行交接,并登记在瓦斯台帐上，报当班矿长签字，技术负责人审阅。7、由但召立（工程师）负责通风队的测风员、通风工、瓦斯检查员、主扇司机等工种配合进行测试。五、排水系统矿井水通过平硐自流，必须保证水沟畅通。六、测试机构的人员组成1、成立煤矿联合试运转生产期间的测试领导小组，人员由煤矿主要负责人和相关分管负责人及各部门负责人组成。2、必须认真仔细开展好煤矿在联合式运转生产期间，关于煤矿各大生产系统（采、掘、机、运、 通、监测监控、排水等）的运转、运行、相互街接等情况，进行相关的检测和测试工作。黎家山煤矿联合试运转生产期间的测试领导小组：组 长：高绍成（负责人、矿长）副组长：但召立（技术负责人） 彭家华（机电矿长） 闫华权（安全矿长） 宾大才（生产矿长）成 员：但召立（技术） 胡宗伟（测量） 冯权（通风） 闫华权（安全） 张文章（掘进队长）彭家辉（机电队长） 康厚华（采煤队长）第三节 联合试运转的预期目标和效果一、矿井生产系统的联合试运转期间的工作，是对矿井主要几大生产系统的检验，根据各系统的试运转情况，为以后煤矿生产提供有利的依据，以满足正常投入生产的设计能力和安全需要。二、通过联合试运转的运行，能够在试运转生产过程，从中可以发现一些存在阻碍安全生产的因素，以便煤矿能及时进行整改和完善，满足煤矿设计生产能力和抗灾害能力，有效的预防和杜绝各类安全事故的发生。三、有效提高管理人员和从业人员管理水平和操作技术、技能，为今后的安全生产打下一个坚实基础。四、能更好的让煤矿主要负责人、安全管理人员熟悉和了解关于煤矿安全生产法律、法规、规章制度、规程、标准和技术规范。掌握煤矿安全生产管理、安全技术理论（以“一通三防”为主）以及煤矿重大灾害事故防范、抢险救灾的专业知识，了解煤炭工业环境保护与职业危害防治的相关知识，具备较强的煤矿安全生产规划、组织、管理能力和重大安全事故应急救援组织、指挥能力，结合煤矿行业的特殊性和安全生产形式，依靠科技的发展进一步改善煤矿的安全生产条件。五、更好的完善煤矿安全生产管理机制，合理分工不断完善矿井安全生产设施，提高煤矿安全生产的管理水平，保证煤矿生产的逐步发展创造更好的经济效益。第四节 联合试运转期间的产量计划与劳动组织一、+580K9煤层回采工作面1、+580K9煤层回采工作面设计采用炮采工艺。煤电钻（GMZ1.2型）打眼，放炮落煤，人工攉煤，刮板运输机（SGW-30）运煤。煤层厚0.9m,平均倾角18。顶板为泥砂岩,砂质岩；底板为泥砂岩，砂质岩。设计采用全部垮落法管理顶板，工作面采用单体液压支柱和木挑方支护采煤，工作面“三四”排支护方式管理，最大控顶距4.2M，最小控顶距3.2M 。2、 采用“三八”作业制，边采边准。工作面走向长300m，倾向长60m，日循环进度3.0 m，在试运转当月计划生产原煤4000t。二、劳动组织1、我矿生产采用两掘一采根据正常的生产循环是能够保证回采工作面的接续，不会造成采掘失调。目前在联合试运转期间煤矿生产系统属试运行过程，各项工作还有待完善和改进，暂时不能达到矿井生产能力。2、根据全矿井的开拓方式，工作面的采煤方法及机械设备的配备配置情况，在试运转当月期间矿井全员工效：1.75t/工。劳动组织表人员类别各班出勤合计（人）一班二班三班生产人员35303095井下27272781地面86620管理人员3227合计383535108第五节 应急预案与安全技术措施本着安全生产应急救援预案“预防为主”是安全生产的原则，矿井安全事故的发生总是难以杜绝的。为预防试运转生产期间以及今后安全事故的发生，以达到减少事故的损失和应付发生事故紧急情况之目的，特制定本预案。成立应急救援组织机构煤矿成立应急救援机构，即“双石镇黎家山煤矿应急救援指挥部”，其组织如下：总 指 挥：高绍成副总指挥：宾大才各单位参加事故救援人员名单：采煤组：但召立掘进组；康厚华 机电抢修组组：彭家华 调度室：周磊 安全组：闫华权 通风组：但召立 后勤组供应组：李强、周磊 运输组：胡大智 保安组： 邓开平 抢险救援指挥部设在调度室，由吴立亚兼办公室主任。矿井发生重大事故后，煤矿主要负责人矿长、安全矿长、生产矿长、技术员等必须立即赶赴救援指挥部组织抢险。矿长负责处理灾害事故的全权指挥，在矿长未来之前有值班矿长负责指挥。如果矿长对抢险事故的全面指挥工作不能有效领导，则由副总指挥中集体选一名做总指挥，上级主管部门领导到现场后，有上级主管部门任命或有上级部门领导担任，并授予全部指挥。一、处理事故过程中，各有关人员的责任1、