蝴蝶箐二号矿井通风系统技术改造设计

前言剑川县双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井属“六证”齐全的合法生产矿井，矿井核定生产能力为3万t/a，经设计方初步估算，截止2011年4月矿区平面范围内C31煤层保有储量32.56万t，设计估算的可采储量22.79万t。矿井经过多年的开采，运输大巷、总回风巷等主要开拓巷道两侧都是采空区,巷道漏风十分严重,巷道维修量大,每年都投入大量资金进行巷道维修,且现有的风井还存在压煤，为解决这一问题，矿山提出对矿井通风系统进行技术改造项目申请，先后经剑川县经济局和大理州经济委员会审核同意立项。双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井根据2010年12月9日下发的《大理州经济委员会关于对剑川县双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井通风系统技术改造项目的批复》（大经发〔2010〕286号）文件要求，委托我所对矿井通风系统技术改造项目进行设计。一、简况剑川县双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井位于剑川县城330°方向，直距离约10km，行政区划属大理州剑川县剑阳镇双河村管辖。矿井经济类型属剑川县地处滇西北高原。矿区山峦起伏，地形陡峻，属中高山构造剥蚀侵蚀地貌。矿区范围内海拔最高为马鹿山+2693m，与最低双河河谷高差300余米。煤层顺山坡出露，根据矿区地形和煤层赋存条件，井田范围内适宜作平硐开拓布置。矿区地处双河煤盆地中部，开采范围位于河北井田东部。河北井田为一南北走向，向东倾斜、倾角平缓的向斜构造。矿区内断层不发育，但区内出有煌斑岩类出露，岩浆岩沿煤层顶板侵入时，使煤层变薄，灰份增高，破坏了煤层的完整性。随岩浆岩侵入，烘烤现象普遍，煤层也出现变质现象。岩浆岩的侵入对开采影响较大。C31煤层是本区内唯一可采煤层，C31煤层产出基本稳定，结构复杂，煤厚0.34m～2.12m，平均1.80m，煤层倾角8°～12°，属缓倾斜中厚区内煤层受岩浆岩的影响而出现不同程度的变质。根据区内煤的变质程度，属褐煤至长焰煤阶段，可作动力及民用煤。矿井属低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，煤层自燃倾向性为一类，容易自燃。我所根据矿井的自然条件和开采实际，在充分利用原有井巷工程的基础上，设计布置出接替开采区的开拓及开采巷道，以及通风系统和巷道断面设计等工作，于2011年4月完成了设计任务。二、编制设计的依据1、《大理州经济委员会关于对剑川县双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井通风系统技术改造项目的批复》（大经发〔2010〕286号）；2、《双河村煤矿蝴蝶箐矿井矿产资源储量核实报告》；3、双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井采矿许可证；4、双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井《瓦斯等级鉴定证书》、《煤尘爆炸性鉴定报告》及《煤层自燃倾向性鉴定报告》；5、《煤矿安全规程》及各有关规程、规范、规定和标准；6、《煤炭工业小型矿井设计规范》；7、安监总煤行[2007]216号“三推行”通知；8、双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井《安全生产许可证》；9、双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井《煤炭生产许可证》；10、矿山提供的矿井实测井巷工程平面图、矿井现有设备清单等相关资料。三、设计的指导思想1、贯彻执行国家有关安全方面的法律法规。2、最大限度地利用已有的井巷工程、设备、设施，减少投资，缩短建设工期。提高矿井技术装备水平和资源回收率，完善安全设施，降低矿井生产成本，提高经济效益。3、贯彻《煤炭工业小型矿井设计规范》、《煤矿安全规程》等安全技术法规，紧密结合本矿井的地质构造、煤层赋存条件、开采技术条件、技术装备水平和现场实际，采取适宜的技术、工艺、设备，使矿井达到正规、稳定生产、安全可靠、经济合理的要求。4、本设计仅限于矿井通风系统改造部分，对矿井建设其它内容和生产系统则尽量做到布置合理、生产集中、系统完善、环节畅通、符合相关规定。5、充分考虑矿井未来发展的要求。四、设计的主要特点1、设计根据矿区地形和煤层赋存条件，利用原主平硐开拓，将井田划分为+2540m一个开采水平和一个采区，布置一个工作面回采。2、根据煤层赋存特点，主要开拓及开采巷道沿煤层布置。采煤方法为走向长壁采煤法，爆破落煤工艺，单体液压支护配合金属铰接顶梁支护，全部垮落法管理顶板。3、通风方式：矿井采用分区式通风，通风方法为机械抽出式。4、矿井原煤生产能力3万t/a。5、运输方式：回采工作面和工作面运输机巷采用刮板运输机运输，其余井巷内采用轨道矿车运输，人力推车。6、排水：自流排水。7、压风：利用固定式空气压缩机经主平硐向井下供风。双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井通风系统技术改造项目建成后，可以改善矿井开拓开采布局，技改工程的实施既不影响生产，又能保证矿井通风系统的稳定，实现正常生产、安全生产、持续稳产。对加强安全生产管理、提高劳动生产率和经济效益、降低成本都将发挥积极作用。五、主要技术经济指标1、矿区由4个拐点圈定矿区范围，其东西倾斜宽约607m，南北走向长约552m，面积0.3352km2。设计开采标高+2490m～2、井巷工程量：改造投产时的井巷工程量为1611m，建设工期113、本项目建设总投资估算为：211万元，其中：主要设备投资68万元，主要井巷工程投资143万元。掘进出煤4500t,销售收入135万元，项目完成后实际净投入76万元。

第一章井田概况和地质特征第一节井田概况一、矿山位置及交通双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井位于剑川县城北西30°方向，直线距约10Km处。行政区划属剑川县剑阳镇双河村所管辖。矿井地理坐标：东经99°52′16″北纬26°35′25″区内交通方便。滇藏公路214国道通过剑川县城。从214主干道岔入双河煤矿有18Km专用公路连接。（详见交通位置图）。二、地形地貌剑川县位于云南省西北部，隶属大理白族自治州管辖。东邻大理州鹤庆县、西与怒江州的兰坪县和大理州的云龙县接壤、南接大理州的洱源县、境内地势西北高，东南低。县城海拔+2200m，境内最高点雪斑山主峰海拔+4295.3m，最低处米子坪海拔+1973m。双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井位于剑川县西北的中高山地带，矿区山峦起伏，山高谷深，地形陡险。区内最高马鹿山+2693m与最低双河河谷高差300余米，具典型的中高山构造剥蚀地貌单元特征。三、气象矿区地处高原复地，受北部玉龙雪山、西部老君山影响，年平均气温相对较低，一般12.1～12.8℃。冬季月平均气温3.5～6℃，最低－9℃，霜冻期长。6、7月份气温略高，达17.5～19.3蝴蝶箐蝴蝶箐二号矿井图1-1矿区交通位置图四、地震根据《中华人民共和国国家标准GBl8306-2001中国地震动参数区划图》，剑川县地震基本烈度为9度，基本地震加速度值为0.45g，设计分组为第一组。震级相对较高。五、矿区工农业经济剑川县是白族集居区，农业是剑川县主要产业。矿区内是一个“少、边、穷”的贫困山区，农作物以玉米等杂粮为主，民族有白族、纳西族、傈僳族、彝族等少数民族杂居。人口密度不大，总人口2761人。耕地面积2065亩，全部为山地，年总产634吨，单产328公斤/亩，生活来源以前靠国家补贴。工业以采煤为主，另有采石场、砖瓦窑等。六、矿区电源及通信区内供电属云南滇西电网剑川县电力公司供电范围，由西中变电所引入一趟10KV的供电回路进行供电，矿井配有柴油发电机作为备用电源。本区均已开通了程控电话；中国移动、中国联通、中国电信均已开通移动电话网。七、井田境界双河村煤矿蝴蝶箐矿井为一个小型煤矿，该矿于2009年1月经云南省国土资源厅核发了采矿许可证，证号为C530000200901112003124，有效期自2009年1月至2011年11月。采矿许可证核定采矿范围由以下拐点坐标组成，见表1-１-1表1-1-1双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井矿区范围拐点坐标表点号X坐标Y坐标Z高程矿12943710.0033584000.002637.00矿22943710.0033584565.002645.00矿32943180.0033584700.002544.00矿42943180.0033584000.002517.00矿区面积：0.3352Km2开采深度：+2540～+2490m八、矿井开拓开采现状1、开采简史及生产能力剑川县双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井已生产多年，区内开采井巷较多，采用沿煤层露头，顺煤层走向短壁式、阶梯式多组平硐开拓，主采C31煤层，+2540m以下基本已经采空。采矿证生产规模3万t/a，据调查实际年产原煤约2万多吨。2、矿井开拓及开采剑川县双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井采用平硐开拓，开拓系统由主平硐和回风斜井构成。其中，主平硐位于矿区南部边界附近，井口坐标：X=294223.548，Y=33584484.933，Z=+2538.101，平硐坡度为5‰，净断面积约4m2，梯形木棚支护，装备15kg/m钢轨，铺设管、缆、线等，担负进风、行人及运输煤炭、矸石、材料和设备等；回风斜井位于矿区中部，井口坐标为X=2943394.101，Y=33584099.974，标高Z=+2598.080m，井筒倾角28°，梯形木棚支护，净矿井沿煤层布置有+2540m水平运输大巷和+2560m回风大巷，间隔30m布置上山贯通运输大巷和回风大巷形成通风系统后，再沿煤层走向布置回采巷道，布置走向短壁工作面回采，炮采工艺，坑木支护，冒落法管理顶板。现有通风系统：新鲜风流→主平硐→+2540m水平运输大巷→进风上山→走向回采平巷（穿巷）→短壁回采工作面（污风）→回风上山→+2560m回风大巷→回风斜井→引风硐→通风方式：分列式。通风方法：机械抽出式。煤矿地面储、装、运系统及排矸系统基本形成。并具有畅通的场外运输公路，有供电、供水、通讯等设备、线路和设施。目前，矿区内C31煤层+2540m以下已采空，以及从煤层露头至沿煤层走向200m范围内，已基本采空，+2560m水平以上尚未开采。3、接替计划矿井下一步的接替计划为：开采+2560m回风水平以上，及大巷深部（北面）的C31煤层。随着双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井C31煤层浅部资源开采即将结束，作为矿井深部及回风水平上部的开采接替区开拓已计划准备实施。由于原回风斜井周边已经采空，不仅漏风严重还存在井筒压煤，且距接替区的C31煤层位置较远和回风水平较低，已不能满足接替开采区域的通风要求。因此，必须对矿井的开拓、开采及通风系统进行设计和技术改造。第二节地质特征一、区域地质特征双河煤田地处云南省西北部中甸断褶区南端。小金河、翁水河～剑川大断裂向南西延伸，与北西向延长的哀牢山深断裂在此区交汇。西与三江地槽褶皱系交界、东和丽江台缘褶皱带为邻。印支晚期后，该区一直处于上升阶段。喜山运动使中甸断褶区出现地槽主旋回后磨拉石丽江组角砾岩、砂泥岩、灰岩和晚第三系上新世含煤沉积。形成了丽江组在该区的广泛分布和现在的双河煤田。喜山运动在该区的强烈挤压、抬升，区内断裂构造及岩浆岩活动极为发育，中碱性岩浆岩大量喷出、侵入、各类变质作用广泛出现，双河煤质也出现了众多变种。二、井田地质1、矿区地层井田及外围出露地层为第三统山间沉积盆地形成的混杂堆积物，上第三系含煤碎屑岩沉积建造，岩性、岩相及地层厚度变化大，多为松软岩类组成。第四系侵蚀不太明显，仅局部有沉积现象。蝴蝶箐二号矿井出露地层主要为双河含煤组N1s2～N1s7段，从老到新分述如下：（1）第三系中新统双河煤组：N1s2：混杂砂岩段，灰绿色～灰色长石岩屑混杂砂岩，厚9～27m，平均18m，向北厚度逐渐变薄。N1s3：钙质砂岩段，灰色中厚层状钙质细砂岩夹灰绿色泥岩，厚7～13m，平均10m。N1s4：下含煤段，灰白色、灰色钙质细砂岩、钙质泥岩、粉砂岩、煤层交替产出。含煤3层，顶部C3煤层由C31及C32两分层组成。中部为C2煤层，煤层薄，但层位稳定，且含大量介形虫类动物化石，可作C1煤层与C3煤层划分标志。底部C1煤层，该煤层延至本区后，煤层厚度变化大，灰份高，仅局部可采。本段厚12～30m，平均17m。N1s5：泥灰岩段，深灰、瓦灰色，中厚层状构造，夹灰色粉砂岩、泥岩薄层。含较多瓣鳃类动物化石。本层在全区产出稳定，岩性特殊，是上下含煤段划分的标志：厚36～57m。N1s6：泥岩、粉砂岩段，深灰色泥岩，粉砂岩夹中厚层细砂岩、泥岩。N1s7：上含煤段，仅在局部地点出现。残留下部灰色、灰绿色薄层粉砂质泥岩、泥岩，显水平层理。底部见C4煤层的风化残余。（2）第四系（Q）：坡积、残积和冲积，主要为砂土、砂砾和碎石。2、构造（1）区域构造剑川县双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井位于扬子地块西缘的甘孜褶皱系丽江拗陷褶皱带内。（2）矿区构造矿井东侧的桃树村向斜是区内唯一的褶皱构造，纵贯全区，其轴向呈近SN向展布，两翼由双河组地层组成，岩层走向与向斜一致。因矿井位于向斜西翼，地层向东倾斜，岩层倾角一般为8～15°。向斜平缓、开阔。断层不发育，区内未见较明显的断层分布。3、岩浆岩区内所见的岩浆岩属浅成相的碱性二分脉岩煌斑岩类。岩石呈褐灰色——灰绿色，煌斑结构。斑晶主要为黑云母、透辉石。基质由正长石、黑云母、透辉石组成。易风化呈松散状。黑云母风化后多呈黄褐色或淡黄色。在矿井矿界范围内，见5条煌斑岩脉，一条岩床分布。岩脉以X—3、X—4、X—5三条较大，走向长均＞600m，最长达800余米。宽10～30m，最宽近80m。主要呈近东西向以70～80°和高角度向南南西倾斜产出。另X—6、X—7两煌斑岩脉规模小长仅70～80m，宽5～10m，呈N40°E及N80°W方向产出。4、岩浆岩对煤层的影响经地表工程揭露，河北井田南部沿C3煤层露头线半数以上有煌斑岩床伴随。当煌斑岩沿煤层上下盘侵入时，使煤层变薄、消失或灰份增高。呈不规则小角度侵入时，破坏了煤层的完整性，使煤层变薄消失。在CK1钻孔一带，因煌斑岩沿C31煤层侵入，侵蚀了煤层，形成了大片无煤空间。煌斑岩尽管形成温度低，但仍对煤层有一定烘烤，并出现了轻微变质。三、煤层该区成煤集中于晚第三系中新统双河煤组，蝴蝶箐二号矿井矿界范围内仅出露了下含煤段（N1s4），含C1、C2、C3三个煤层，煤层平均倾角10°，各煤层产出特征如下：C1煤层：延至河北井田后，因厚度变薄、灰份增高而仅局部可采。C2煤层：含煤性差，煤层薄不可采。C3煤层：据产出情况又可分为C31与C32两分层。其间为2～4m的薄层粉砂质泥岩间隔。C31煤层在区内产出基本稳定，煤厚0.34m～2.12m，平均1.80m总之，区内煤层不多，各煤层产出部位稳定，对比划分标志明显，C31煤层是本区内唯一可采煤层。详见主要可采煤层特征表表1-2-1表1-2-1双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井特征煤层厚度（m）倾角（°）体重（t/m3）夹矸（层）复杂程度稳定性可采性顶底板0.34～2.121.808～12101.552～4复杂稳定可采顶板为钙质粉砂岩、细砂岩、泥岩。底板为钙质泥岩、泥岩。四、煤质根据储量核实报告煤层的煤质特征如下：1、煤的物理性质煤层为半亮型煤为主夹少量亮型煤，具沥青光泽—弱玻璃光泽—玻璃光泽—暗淡光泽，条带状～似条带状构造，煤中杂质多见方解石、黄铁矿、粘土及褐铁矿薄膜。2、煤岩特性煤岩显微组分主要为凝胶化物质组：显橙黄～红～红棕色，以凝胶化基质体为主，次为胶结矿物质、镜煤透镜体及碎块，内生及外生裂隙均较发育。角质化物质十分少见。红棕色木栓及均质的树脂体。煤中矿物成分以粘土、石英、黄铁矿、方解石为主，偶见长石颗粒及云母碎片。3、煤的化学性质根据云南省煤炭产品质量监督检验站化验结果C31煤层的煤质指标评述如下：1）分析基水分（Mad）原煤：4.18～4.62%平均：4.40%浮煤：4.93～5.00%平均：4.97%2）干燥基灰分（Ad）：原煤：22.38～36.37%平均：29.38%浮煤：9.89～12.95%平均：11.42%3）干燥无灰基挥发分（Vdaf）原煤：50.22～51.77%平均：51.00%浮煤：44.10～46.06%平均：45.08%4）分析基固定碳（FCad）原煤：35.60～51.25%平均：36.85%浮煤：44.61～47.89%平均：46.25%5）收到基低位发热量（Qnet.ar）原煤：14.50～21.56MJ/kg平均：20.031MJ/kg6）干燥基高位发热量（Qgr.ad）原煤：15.75～23.05MJ/Kg平均：22.01MJ/kg7）干燥基全硫（St,d）原煤：2.89～3.49%平均：3.00%浮煤：2.52～2.97%平均：2.75%8）干燥基磷（Pd）原煤：0.067～0.112%平均：0.0895%浮煤：0.04～0.112%平均：0.076%9)氢（Hdaf）5.42～5.52%，平均：5.47%10)透光率（Pm）浮煤：76～78%平均：77%11）砷（As,d)原煤：208～214μg/g平均：211μg/g12)氟（Fd)浮煤：210～584μg/g平均：397μg/g按中国煤炭分类国家标准（GB5751—86），双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井所开采C31煤层属高灰分、特高挥发分，中高硫分、高热值发热量的褐煤（HM）。是较好的动力用煤和民用煤。煤炭流向主要供剑川、洱源、下关、鹤庆、迪庆、兰坪、保山、临沧等地县的冶矿、工业生产和生活用煤。国家实行“天保工程”以来，周边地区以煤代柴的生活用煤也显得尤为重要。五、水文地质1、地表水矿区地形陡峻，沟谷发育，地形切割较剧。自西向东流入剑川县坝子的双河，是区内最大的地表水体，也是井田内最低侵蚀基准面，标高+2390m，年平均流量0.2～5.47m3/s。河北井田地形北高南低，极有利于地表水的排泄。双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井开采深度+2540m2、地下水的补给、迳流及排泄地下水主要依靠大气降水补给。由于地表排泄条件较好，故在井田开采巷道内一般无涌水现象出现。纵贯河北井田的桃树村向斜是区内唯一的汇水构造。但其轴向呈南北向，向斜也随地形呈北高南低分布，形成了地表极有利的泄水通道。加之井田地层走向近南北向东倾斜。煤层主要沿露头及走向以平巷开采。自然排水条件良好。3、水文地质类型矿区内水文地质条件属简单类型。六、工程地质1、煤层顶底板稳定性矿区地层赋存在新第三系中新统双河煤组下含煤段（N1s4）中，主要为钙质细砂岩、钙质泥岩、粉砂岩、煤层交替产出，煤层顶底板为层状结构，以较坚硬与较软弱岩石交替出现，抗压强度（Mpa）为60≥f>15之间，各岩组RQD值55%，岩石较完整，岩体完整性为中等。C31煤层顶板为钙质粉砂岩、细砂岩、泥岩。底板为钙质泥岩、泥岩，较稳固。巷道内干涸无水，目前未发现坍塌现象，部分裂隙发育，有冒顶、底鼓、片帮现象，巷道需支护。2、采空区稳定性本矿井目前尚未形成大面积采空区，随着开采规模扩大，因含煤组地层多为含水层且抗压、抗剪性强度较差，由于采空后顶部和围岩压力大，仍就注意观察因采空后塌陷而出现的地面裂隙、变形，预防地表雨水（洪水）倒灌，地表裂缝需要及时回填。3、工程地质类型综上所述，矿区内工程地质条件以层状结构、软硬相间为主的中等工程地质类型。七、环境地质剑川县地处中甸—大理地震带中段，又邻近宁蒗—永胜地震带，地震频率高，强度大，是强震活动带。根据《中华人民共和国国家标准GB18306—2001中国地震动参数区划图》，剑川县地震基本烈度为9度，基本地震加速度值为0.45g，设计分组为第一组。区内无崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害，地质灾害对区内煤炭资源开采影响较小。煤矿范围内C31煤层埋藏深度不大，现采用平硐开拓。调查中未发现在采空区引起地表塌陷裂缝，C31煤层顶板为混杂砂岩、泥岩，易氧化风化，加上煤矿开采的影响，上部岩层失去支撑，岩层发生移动，引发地表开裂。因此应及时监控填堵裂缝，防止大气降水沿裂缝渗入岩层危及矿井安全生产。矿山开采将可能加剧现状地质灾害，并可能诱发新的地质灾害，矿井排水、排渣以及矿井通风对区内地质环境有一定的影响。矿山应采取充填采空区、修建沉淀池等相应的措施减少矿山开采对地质环境的影响。根据原煤煤质检验分析其全硫含量2.89～3.49％，平均3.00%，浮煤：2.52～2.97%，平均：2.75%，属中高硫煤。煤矿开采对环境有一定影响。现场调查，未发现地温异常现象。八、瓦斯、煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性根据云南省煤炭工业局2009年11月的矿井瓦斯等级鉴定，认定结果如下：最大相对瓦斯涌出量为7.33m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.47m3/min，最大相对二氧化碳涌出量为7.97m据煤炭科学研究总院重庆分院2005年7月所做的煤自燃倾向性等级鉴定报告，C31煤层自燃倾向性分类为一类，容易自燃。据煤炭科学研究总院重庆分院2005年6月所做的煤尘爆炸性鉴定报告，C31煤层有煤尘爆炸性。总体上，区内地质环境条件属中等类型。九、地质储量情况据储量核实报告及对现场的调查咨询，截至20011年4月矿区平面范围内保有资源储量32.56万t，设计估算的可采储量22.79万t。

第二章通风系统技术改造方案第一节矿井通风系统技术改造方案的提出及确定一、通风系统技术改造的原因双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井为低瓦斯矿井，采用+2538m主平硐及+2598m回风斜井开采C31煤层，其中位于矿区南部边界的主平硐作进风井，位于矿区中部的斜井为回风井。现C31煤层+2540m水平以下已基本采完，+2540m水平以上部分已开采，接替开采区位于主平硐+2540m之上的剩余资源量。由于开采C31煤层的井巷周围已形成大面积的采空区，通风系统漏风十分严重，加之回风井压煤较大，且距接替开采区位置较远，继续利用C31煤层的井巷开采接替区的煤层，不仅在经济和技术上不合理，而且安全上也无法保障。因此，必须对矿井的开拓及通风系统进行改造，二、影响通风系统技术改造的主要因素1、矿区地形呈北高南低之势，地形绝对标高+2693m～+2500m，相对高差达190m，煤层开采深度+2610m～2、矿区内地表植被发育，但开采影响区内无重要的设施、建筑和自然村落需要保护。3、矿区内由于火山岩侵蚀煤层，造成煤层被分隔、变薄及歼灭等现象，给开采带来较大影响。其他构造对开采影响不大。4、井田内仅有C31煤层全区可采，开采煤层位于向斜构造的西翼，矿区范围内煤层呈单斜构造，1.80m，倾角为8~12°，5、矿区地面生产、生活设施基本配套，原有的部分地面生产系统可以利用。6、根据云南省煤炭工业局2009年11月测定结论，该矿属低瓦斯矿井。7、根据煤炭科学研究总院重庆分院出具的鉴定报告，C31煤层有煤尘爆炸危险性；C31煤层的自燃倾向性分类为一类，容易自燃。8、根据储量核实报告，矿井水文地质条件简单、工程地质条件中等和环境地质条件中等。9、矿区为多年老采区，浅部煤层大多经过老窑开采，但具体开采的范围无法调查清楚，给设计造成较大困难。三、通风系统改造方案确定根据《大理州经济委员会关于对剑川县双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井通风系统技术改造项目的批复》（大经发〔2010〕286号）的文件精神，设计根据双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井现有井巷工程、地形地貌、水文地质及工程地质条件、煤层赋存条件、工业场地布局，以及多年开采后保有资源/储量分布情况，结合现有的技术装备水平和生产系统等实际情况，为保证既充分利用矿区储量，减少煤炭资源损失，又能尽量利用现有的井上、下生产系统，达到安全生产有保障、投资省、工期短、见效快、节能、环保的目的，经过多个可行开拓方案的对比，提出以下开拓及通风系统改造方案。设计考虑到C31煤层的接替区距离回风井位置较远，若利用现有风井开拓接替区煤层，需布置石门或斜巷联系，不仅巷道工程量大通风线路长，而且原风井周边已采空，通风系统漏风十分突出，难以满足《煤矿安全规程》要求。因此，设计根据煤层赋存条件和地形条件布置新风井，原回风井不再利用。开拓布置方案详见双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井开拓方式及采区布置平、剖面图J05-109-1和J05-109-2。首采采区布置的方案如下：井口位置：主平硐（已掘）位于矿区南部矿3拐点附件。井口标高+2538.161m，井口坐标：X=294223.548，Y=3358回风平硐（新建）位于主平硐西北侧,井口标高+2598.080m，井口坐标：X=2943394.101，Y=33584099.工业场地：设计利用原主平硐看开采剩余煤炭资源，井口工业场地位置不变。工业设施布置在主平硐口前方的坡地上，生活及行政办公设施布置主平硐下方的西南侧。提升运输：采区运输上山布置22Kg/m、600mm轨距的轨道，绞车房安装JT-0.8绞车提升或下放材料，提升方式为单钩串车提升，采煤工作面布置SGW-40T型刮板运输机运输。主平硐和运输大巷采用轨道矿车运输，人工推车。通风方式：矿井采用分区式通风方式，通风方法为机械抽出式。由主平硐进风，回风平硐回风，在回风平硐出口段布置引风硐及安全出口，安全出口段设正反四道风门，引风硐出口与风机连接，风机房装备两台轴流式通风机，其中：一台工作，一台备用。压风：空压站设于主平硐井口前方约30m处，通过敷设于主平硐第二节井田开拓一、井筒数量及位置矿井正常生产时与地面直接连通的井筒有主平硐和回风平硐。各井筒用途、布置及装备情况见井筒特征表表2-2-1。井筒、巷道断面见断面图册。表2-2-1双河村煤矿蝴蝶箐二号矿井井筒特征表井筒名称主平硐回风平硐井口坐标纬距（X）2943223.5482943394.101经距（Y）33584484.93333584099.974井口标高（m）+2538.101+2598.080方位角（0）127°254°井筒坡度（‰）55井筒长度（m）5060井筒直径或宽度（mm）净1800/22001800/2200掘进2200/24002200/2400井筒断面积（m2）净44掘进5.285.28支护支护方式24H工字钢24H工字钢井筒装备15kg防爆门、正反向风门、防尘管路。用途用于进风，运输煤、矸，材料、设备，行人员。用于回风、反风、安全出口、铺设防尘供水管道，兼作安全出口等注：已掘的主平硐和运输大巷巷道净断面不足部分应进行扩帮，使之达到设计要求。二、水平及采区划分矿区东西倾斜宽约607m，南北走向长约552m，面积0.3352km2，煤层平均倾角10°。根据开拓布置，井田划分为+三、开采顺序C31煤层的采区开采顺序为下行式，即从上往下开采，先采一区段，再采二区段，工作面内后退式回采。第三节采法方法矿井所采C31煤层为倾角10°左右的缓倾斜中厚煤层。根据煤层赋存条件及矿山现有的开采技术水平和装备，设计采用走向长壁采煤方法，采煤工艺为爆破落煤，单体液压支护配合金属铰接顶梁支护顶板，回采工作面采用刮板运输机运煤，人工攉煤，全部垮落法管理顶板。工作面推进方向采用后退式，即从采区边界往上山方向推进。工作面回采工艺为：煤电钻打眼→放炮落煤→单体液压支柱支护→人工攉煤→回柱放顶。运输大巷采用轨道运输，人工推车。一、采煤工作面布置及生产能力矿井移交生产时，设计在C31煤层布置一个工作面投产保证矿井设计生产能力，工作面编号为1101，回采工作面平均长52m，平均采高为1.80m。工作面采用“三、五”控顶，支柱排距为0.8m，柱距为0.8m，最大控顶距4.2m，最小控顶距2.6A采=N·l·m·γ·L·C式中：A采——工作面年产量（万t∕a）N——工作面个数（个）l——工作面平均长度（m）m——工作面平均采高（m）γ——煤的平均体重（t∕m3）L——工作面年推进度（m）C——工作面回采率（%）A采=1×52×1.80×1.55×264×0.95＝3.63（万t∕a）二、矿井生产能力计算矿井投产时布置两个掘进工作面，掘进出煤率按3%计算，采掘工作面生产能力为：A掘=0.03A采=0.03×3.63=0.1则矿井生产能力为：A=A采+A掘=3.63+0.11=3.74(万t/a)矿井采、掘工作面生产能力可达3.74万t/a。三、采区巷道布置在矿区西中部边界煤层露头附近，沿煤层布置+2582m标高回风平硐至采区中部，与+2540m运输大巷构成矿井开拓巷道系统。利用原开掘的5号上山沿煤层向上掘进与新掘的回风平硐贯通，形成采区通风系统，再从+2540m运输大巷布置简易的采区下部车场，并沿煤层布置轨道运输上山至+2581m水平后，布置采区上部平车场，安装提升绞车形成上山提升运输系统，在+2570m标高布置采区中部甩车场后，完成采区准备巷道。从采区上部车场沿煤层向南布置+2581m工作面回风平巷，及从采区中部车场沿煤层向南布置+2570m标高工作面轨道运输平巷，间隔8m布置工作面运输机巷，这两条工作面回采平巷掘至采区边界后，从工作面轨道运输平巷开切眼贯通工作面回风平巷，形成采区南翼回采工作面。南翼回采工作面正常回采时，在同区段的采区北翼布置两个掘进头，分别开掘北翼工作面的回风平巷和轨道运输平巷。为解决两工作面回采平巷的掘进通风，需在轨道运输上山间隔10m处布置回风联络斜巷。第四节井巷工程量矿井移交生产时需要总井巷工程2161m，其中利用550m，新掘1611m。总井巷工程中含岩巷475m、煤岩巷1162m井巷工程量汇总见表2-4-1。表2-4-1双河村煤矿蝴蝶箐二号顺序巷道名称断面积（m2）巷道长度（m）掘进体积(m3)断面形式支护方式净掘进岩巷煤岩巷煤巷一井筒及附属设施1主平硐（已掘）45.28154813.12梯形砌碹2回风平硐（新掘）45.28(60)316.80梯形砌碹3引风硐（新掘）3.144.52(25)113.00圆形混凝土4安全出口（新掘）45.28(30)158.40梯形金属支架二主要巷道1运输大巷（已掘）45.28178939.84梯形金属支架2回风大巷（新掘）45.28（206）1087.68梯形金属支架三采区巷道1轨道运输上山（新掘）45.28（291）1536.48梯形金属支架2回风上山（部分新掘）45.28302(84)1594.56梯形金属支架3采区车场（新掘）45.28(180)950.40梯形金属支架4工作面运输平巷（新掘）45.28(197)1040.16梯形金属支架5工作面运输机巷（新掘）45.28(185)976.8梯形金属支架6工作面回风平巷（新掘）45.28(197)1040.16梯形金属支架7联络斜巷（新掘）3.24.23(78)329.94梯形金属支架8工作面开切眼（新掘）3.63.6(52)187.20矩形单体支柱9绞车房（新掘）910.89(8)87.12矩形砌碹小计475(321)1162(766)524(524)10567.24合计2161m（1611m注：括号内的数据为新掘巷道的进尺。第三章矿井风量风阻计算第一节矿井通风方法及通风方式一、通风方法矿井通风方法采用机械抽出式。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。二、通风方式矿井通风方式采用分区式通风。从矿井开采技术条件、开拓方式、采区布置等因素考虑，采区通风系统为主平硐进风，回风平硐回风，新鲜风流由主平硐进入井下，经+2540m水平运输大巷、采区下部车场、轨道运输上山、采区中部车场、工作面轨道运输平巷，进入回采工作面；污风由工作面回风平巷、回风上山、+2583m水平回风大巷、回风平硐、引风硐，经风机排出地表。第二节矿井瓦斯涌出量一、瓦斯等级、煤尘爆炸性、自然发火倾向性及地温根据云南省煤炭工业局2009年11月的矿井瓦斯等级鉴定，认定结果如下：最大相对瓦斯涌出量为7.33m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.47m3/min，最大相对二氧化碳涌出量为7.97m据煤炭科学研究总院重庆分院2005年7月所做的煤自燃倾向性等级鉴定报告，C31煤层自燃倾向性分类为一类，容易自燃。据煤炭科学研究总院重庆分院2005年6月所做的煤尘爆炸性鉴定报告，C31煤层有煤尘爆炸性。矿井开采过程中均未发现地温异常现象，属地温正常矿井。二、瓦斯预测本设计按一个采区、一个采煤工作面生产，两个掘进工作面掘进作业，矿井瓦斯涌出量即为采区瓦斯涌出量。由于2009年度矿井瓦斯等级鉴定数据来源于现生产煤层的下部，而且待开采煤层埋深浅，不存在瓦斯梯度问题。因此，矿井瓦斯涌出量即为鉴定报告的涌出量，无需进一步预测。矿井通风能力按矿井设计生产规模3万t/a考虑。（一）矿井及采区绝对瓦斯涌出量1.矿井及采区相对瓦斯（二氧化碳）涌出量为7.97（m3/t）2.矿井及采区绝对瓦斯涌出量为：q矿绝==≈0.50（m3/min）T—矿井平均日产量，按核定的3万t/a生产能力计算T为91吨/天。（二）采煤工作面绝对瓦斯涌出量(m3/min)（三）掘进工作面绝对瓦斯涌出量(m3/min)根据上述计算，回采工作面的绝对瓦斯涌出量达0.485m3/min，回采工作面的通风能力是否能满足设计回采工作面生产能力的要求，应根据绝对瓦斯涌出量指标q0q0=V×Smin×C×60/Kw式中q0——工作面风排能力；V——工作面风速，取1.5mSmin——工作面最小过风断面，4.68m2(按C3C——工作面回风流中允许的最大瓦斯浓度，取1%；Kw——瓦斯涌出量不均衡系数，取1.3；C31煤层工作面：q01=1.5×4.68×0.01×60/1.3=3.C31煤层工作面绝对瓦斯涌出量为qf=0.485m3/min,由于q01＞qf说明回采工作面的风排能力综上分析本矿井属低瓦斯井，瓦斯涌出量较少，不需进行瓦斯抽放。第三节矿井风量和通风阻力一、矿井风量计算（一）矿井风量计算地点达产时，一个采区生产，有一个采煤工作面和两个掘进迎头同时作业。表3-3-1用风地点工作面地点采煤工作面掘进工作面绞车硐室变电所避难硐室备注风压最小时1211风压最大时1211（二）矿井总进风量计算∑Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐室+∑Q其它）×K式中：∑Q其它－矿井维护风量，取(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐室)×5％计算；K－矿井通风需风系数，取1.15。l.采煤工作面配风量计算(1)按瓦斯涌出量计算： Q采=100q采K=100×0.485×2.0=97.0（m3/min）q采：一个采煤工作面平均绝对瓦斯涌出量0.485mK：瓦斯涌出不均匀系数K取2.0；(2)按人数需风量计算Q采=4NK=4×25×1.2=120（m3/min）式中：Q采-采煤工作面配风量；N－一个工作面采煤班下井最多人数25人；4－规程规定井下每人最低供风标准4m3／K－风量备用系数，取1.2。(3)按一次爆破消耗的炸药量计算：Q采=25×A（m3/min）式中：Q采－工作面配风量，m3／min；AC：工作面一次起爆最大炸药量（按每15～20m一段分次放炮，一次起爆最大炸药量为9Kg）。Q采=25×9=25×9=225（m3/min）(4)按回采工作面的适宜温度计算：Q采=60VC·SC·Ki《煤矿安全规程》第一百零二条规定：生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26°。式中Vc：回采工作面适宜风速m（20°～23°时取1.15m/s）；Sc：回采工作面平均有效断面积m2，考虑0.80的系数,取3.74Q采=52×1.15×3.74×0.9=201.29m综合上述计算,回采工作面风量取计算最大值为：225m（5）风速校验根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4.0m/s进行验算，回采工作面风速应满足：Vmin≤V采≤Vmax,即：60SCm3/minQ采=m3/min≤60SC=3.74式中：SC—为采煤工作面平均有效断面，计算后确定为3.74经过上述验算表明，所计算选取的风量符合要求。因此，回采工作面的总风量为：225m3／2.掘进工作面配风量计算(1)按局部通风机的吸入风量计算：掘进工作面选用BKY60-5.5局部通风机作压入式通风，其实际额定吸风量取为125m3／Q掘=Qf×I×kf=125×1×1.2=150.0m式中:Q掘－掘进工作面配风量，m3/min；Qf-局部通风机的额定吸风量m3／min；I－掘进工作面同时运转的局部通风机台数；kf—防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。(2)按一次爆破的炸药量计算：Q掘=25×Aj（m3/min）式中：Q采－工作面配风量，m3／min；Aj：掘进工作面一次起爆最大炸药量6kgQ掘=25×6=150m3(3)按预测掘进工作面瓦斯涌出量计算：Q掘＝100×q掘×＝100×0.0075×2＝1.5m3式中：q掘：一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量0.0075m3(4)按工作面同时作业的最多人数计算：Q掘=4NK=4×12×1.2=57.6（m3/min）式中：Q掘-掘进工作面配风量；N－一个工作面掘进班下井最多人数；4－规程规定井下每人最低供风标准4m3／K－风量备用系数，取1.2。故掘进工作面的风量取其最大值150m3(6)风速校验根据《煤矿井工开采通风技术条件》规定：岩巷掘进最低风量：60×0.15Sj（m3/min）≈48.0m3/min＜=150m3/min煤巷掘进最低风量：60×0.25Sj（m3/min）≈80.0m3/min＜=150m3/min岩巷掘进最大风量：=150m3煤巷、半煤巷掘进最大风量：=150m3/min≤Sj=5.28=式中：SJ——掘进工作面过风断面，根据表2-4-1，矿井主要巷道掘进断面为5.28m2，SJ取根据以上验算，符合要求。因此，一个掘进工作面的供风量为150m3/min,一采区两掘进工作面的总风量为：2×1503.硐室配风量：轨道运输上山绞车房供风量取70m井下消防材料库及避难硐室等硐室采用全负压通风,不需要单独配风。4.其它风量计算：取(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐室)×5％计算；Q其它=(225+300+70)×5％=29.75m3/min5.矿井总进风量：225+300+70m3表3-3-2通风系统改造后矿井风量分配表(单位：m3／min用风地点数量配风标准配风量备注m3/minm3/min回采工作面1225260掘进工作面2300345两个掘进工作面条带区绞车房17080其它3035其它用风巷道等配风小计=SUM(ABOVE)625=SUM(ABOVE)7206.按井下同时工作最多人数校核矿井总进风量：4NK=4×50×1.2=240式中：N－井下同时工作最多人数，按50人计算；4－规程规定井下每人最低供风标准4m3／K－风量备用系数，取1.2。二、矿井通风阻力计算1.井巷摩擦阻力计算井巷摩擦阻力计算：矿井通风阻力按下式逐段计算:h=式中：h－巷道通风阻力，Pa；α－巷道摩擦阻力系数，N.S2/m4；－巷道长度，m；p－巷道净断面周长，m；S—巷道断面，m2；Q－巷道通过风量，m3/s。根据设计的矿井开拓开采布置和通风系统网络图，风压最大时期为采区内首采区段生产时期，即采区有一个采煤工作面及两个掘进工作在作业，此时矿井供风最大，阻力最大，在通风系统网络图（J05-171-1）中，一条为回采工作面，另一条为掘进工作面。矿井风压最大时期的通风阻力计算线路为：新鲜风流→主平硐→+2540m水平运输大巷→采区下部车场→轨道运输上山→采区中部车场甩车道→采区中部车场顶板绕道→工作面轨道运输平巷→工作面→工作面回风平巷→回风上山→+2583m水平回风大巷→回风平硐→引风硐→风机→地面。表3-3-3通风系统风阻及阻力计算表(风压最大时期）起止节点巷道名称巷道形状支护形式摩擦阻力系数巷道断面巷道周长巷道长度风阻通过风量平均风速阻力备注N.S2.m-4m2mmN.S2.m-8m3/sm/sPa1-2主平硐梯形砌碹0.00448.32500.02600123.003.74运输大巷梯形金属支架0.02448.322820.87984123.00126.702-3采区下部车场梯形金属支架0.02448.32200.06240123.008.98轨道运输上山梯形金属支架0.02448.322290.71448123.00102.893-4采区中部甩车道梯形金属支架0.02448.32250.0780010.672.688.884-5顶板绕道梯形金属支架0.02448.32480.149764.331.082.81工作面轨道运输平巷梯形金属支架0.02448.321750.546004.331.0810.245-6采煤工作面矩形单体支柱0.0453.67.6520.381174.331.207.156-7工作面回风平巷梯形金属支架0.02448.321970.614644.331.0811.527-8回风上山梯形金属支架0.02448.32100.0312010.672.683.558-9回风大巷梯形金属支架0.02448.322080.64896123.0093.45回风平硐梯形砌碹0.00448.32370.01924123.002.779-10引风硐圆形混凝土0.0063.146.28250.03043123.824.382-6掘进6.33局扇通风最大阻力独立分支线路阻力合计387.06风压最小时期为采区工作面结束时期，即采区一个采煤工作面收尾及两个掘进工作在作业，此时区段巷道最短，阻力最小。在通风系统网络图（J05-171-1）中，一条为回采工作面，另一条为掘进工作面。矿井通风阻力计算线路为：新鲜风流→主平硐→+2540m水平运输大巷→采区下部车场→轨道运输上山→采区中部车场甩车道→采区中部车场顶板绕道→工作面轨道运输平巷→工作面→工作面回风平巷→回风上山→+2583m水平回风大巷→回风平硐→引风硐→风机→地面。表3-3-4通风系统风阻及阻力计算表(起止节点巷道名称巷道形状支护形式摩擦阻力系数巷道断面巷道周长巷道长度风阻通过风量平均风速阻力备注N.S2.m-4m2mmN.S2.m-8m3/sm/sPa1-2主平硐梯形砌碹0.00448.32500.02600123.003.74运输大巷梯形金属支架0.02448.322820.87984123.00126.702-3采区下部车场梯形金属支架0.02448.32200.06240123.008.98轨道运输上山梯形金属支架0.02448.322290.71448123.00102.893-4采区中部甩车道梯形金属支架0.02448.32250.0780010.672.688.884-5顶板绕道梯形金属支架0.02448.32480.149764.331.082.81工作面轨道运输平巷梯形金属支架0.02448.3250.015604.331.080.295-6采煤工作面矩形单体支柱0.0453.67.6520.381174.331.207.156-7工作面回风平巷梯形金属支架0.02448.32200.062404.331.081.177-8回风上山梯形金属支架0.02448.32100.0312010.672.683.558-9回风大巷梯形金属支架0.02448.322080.64896123.0093.45回风平硐梯形砌碹0.00448.32370.01924123.002.779-10引风硐圆形混凝土0.0063.146.28250.03043123.824.382-6掘进6.33局扇通风最大阻力独立分支线路阻力合计366.762.局部阻力计算矿井局部阻力按摩擦阻力的15%计算，风压最大时期、风压最小时期的局部阻力见下表。表3-3-5局部阻力计算表通风时期矿井摩擦阻力（Pa）矿井局部摩擦阻力（Pa）风压最大时387.0658.06风压最小时366.7655.013.自然风压计算本矿井进、出风井口高差＜150m；井深＜400m,故不计算自然风压，即He=0。4.矿井负压计算矿井总负压按下式计算：H总=H摩+H局+H自，计算结果见下表：表3-3-6通风时期总负压（Pa）风压最大时445.12风压最小时421.77三、矿井通风等积孔计算及通风难易程度评价风井通风等积孔按下式计算:；式中：A－通风等级孔；Q－巷道通过风量；h－通风总阻力。矿井等积孔计算见下表：表3-3-7通风时期风量（m3/s）阻力(pa)等积孔（m2）难易程度风压最大时12.0445.120.68困难风压最小时12.0421.770.70困难以上结果表明：矿井的最大风压与最小风压相差不大,通风难易程度为困难,说明通风系统阻力偏大，矿井生产中应加强通风系统管理,减少通风阻力，克服矿井漏风,做好服务范围的通风设施，调整好各条线路的风阻，以保证每条线路的风量满足要求。特别对主平硐、+2540m水平运输大巷和轨道运输上山等进风线路，应加强巷道的维护和管理，以减少通风阻力；对回风上山、+2583m水平回风大巷和回风平硐等回风线路，应加强巷道的维护和管理，以减少通风阻力。密闭与采空区相通的各巷道，杜绝漏风。第四节矿井通风机选型选型依据矿井需要风量：Q=12.0矿井需要风压：hmin=421.77Pa；hmax=445.12Pa二、风机选型参数计算1.风机的风压计算hFmin=hmin+he+hs=421.77+0+100=521.77PahFmax=hmax+he+hs=445.12+0+100=545.12Pahs——通风设备阻力，一般为100～200Pa，风机工况点风量与所选风机风量相差悬殊时取下限，否则取上限。he——矿井自然风压，hT=H(γ1-γ2)，H为入风口与出风口的高差(m)，γ1和γ2分别为入风井和出风井的空气容重(kg/m3)。2.风机的计算风量QF=Ks.Q=1.05×12.0=12式中：Ks——矿井外部漏风系数，新建回风井取1.05。3.风机的选择选用FBCZ-No9防爆对旋轴流式通风机（原BK54系列风机）两台，一台工作，一台备用。配用电机为YB180L-6，额定功率Pe=15kW，电压U=380V，额定转速n=980r/min，风量Q=360～1000m3/min，风压P=110～650Pa。三、确定风机工况点1.采区通风风阻及网路特性方程Rmax=hFmax/QF2=545.12/12.62=3.43N.S2.m-8Rmin=hFmin/QF2=521.77/12.62=3.29N.S2.m-8网路特性方程Hmax=3.43Q2Hmin=3.29Q22.工况点根据上述程式，用描点法在所选的FBCZ-6-No15BK54-8-No16型防爆轴流式通风机的性能曲线上，绘出两个时期的网络特性曲线，即得两个时期的工况点M1、M2。见图3-4-1。M1点：M2点：四、选择电动机1.两个采区两个时期风机的轴功率分别为式中：K——电动机容量备用系数，取1.15。2.电动机的输出功率为=10.21kW=10.23kW式中传动效率，直联传动，取0.94所选风机功率为15kW，可满足使用要求。3.反风时通风机电动机功率验算按《煤矿安全规程》要求，反风风量不低正常工作的40%，并以此风量和最大风压，验算电动机功率为:,合格。第五节安全技术措施为了确保矿井安全生产，煤矿必须认真贯彻“安全第一、预防为主、综合治理、整体推进”的安全生产方针，严格执行《矿山安全法》、《煤矿安全规程》以及相关政策、条例、安全技术规定，生产管理中认真编写《作业规程》并实施，严格按《操作规程》进行各项工作，从思想上要高度重视安全工作，时刻警惕安全隐患的出现，确保安全生产。根据本矿特点，提出以下安全技术和安全管理措施。一、瓦斯事故的防治本矿井虽为低瓦斯矿井，但仍应加强通风瓦斯管理，防止瓦斯事故的发生是本矿安全工作的重点，设计采取以下措施：1、装备矿井安全监测设备根据国家相关法律、法规、《煤矿安全规程》，矿井必须设置集中监测监控系统，设计采用矿井瓦斯监测监控系统。矿井瓦斯电、风电闭锁装置的报警浓度、断电浓度、复电浓度的设置和断电范围必须符合《煤矿安全规程》规定。2、从技术措施上，本矿井的井下采区巷道设计及通风设计使矿井风流能够做到有效、稳定、连续，使各采掘工作面及其它用风地点保证有足够新鲜风流。3、设计中井下一切电气设备的选型均按照《煤矿安全规程》中关于瓦斯矿井电气设备选型的有关规定执行。生产中必须严格遵守《煤矿安全规程》的规定使用电气设备。严禁井口周围20m范围内或井下使用明火，并严格放炮制度，以防止引燃、引爆瓦斯，杜绝瓦斯燃烧或爆炸事故。4、加强掘进工作面局部通风的管理（1）选择的局部通风机，必须能满足掘进工作面稀释和排除瓦斯的需要。（2）局部通风机必须由指定的专人负责管理，保证正常运转，严禁随意停电、停风。因特殊情况停风，必须及时撤离人员、切断电源、进行处理，严禁无风作业。（3）压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，且距掘进巷道回风口不得小于10m，全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，防止出现循环风。（4）风筒到掘进工作面的距离应在作业规程中规定，且严格执行。风筒吊挂平直，接头严密，拐弯处要圆弧过渡，以降低阻力、减少漏风，确保工作面足够的有效风量。（5）掘进工作面的局部通风机供电应与采煤工作面供电分开或使用有选择性漏电保护的装置，保证局部通风机有可靠电源。（6）临时停工地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏、挂警示标志禁止人员进入，并及时报告矿井调度室。5、防止采煤工作面的瓦斯积聚（1）保证采煤工作面有符合规定的风速、且稀释瓦斯达到规定浓度内的风量。（2）以风定产、以瓦斯定产。当工作面生产时，供给的风量不能使瓦斯小于规定浓度时，在未采取其他有效措施前，禁止盲目生产。（3）采煤工作面采用“U”型通风，上隅角的瓦斯超限时，应采用风障引流、密实工作面上隅角或减少流向采空区的漏风等方法处理。6、其他地点瓦斯积聚的防治处理（1）顶板附近出现的瓦斯积聚，应采用加大风速或安设引风板等措施进行处理。（2）对顶板冒落空洞积聚瓦斯，应采用充填空洞法、风流吹散法或封闭法进行处理。（3）合理采掘部署及生产安排，避免施工造成的盲巷而导致瓦斯积聚。（4）对报废巷道及盲巷要及时按规定封闭，以防止人员误入遇积聚瓦斯导致窒息事故。（5）严格瓦斯管理，严格瓦斯检查制度，每班检查瓦斯不少于两次；严格执行“一炮三检”制度；严禁空班漏检、假检。瓦期超限必二、防尘措施矿井所采煤层具有煤尘爆炸危险性，且岩尘、煤尘是造成工人患硅（煤）肺病的根源，也会污染、恶化工作环境，为消除上述危害，设计根据规范要求在矿井设计中采取了综合防尘技术，该综合防尘技术主要采取了如下措施：1、通风除尘：为取得良好的防尘效果，在矿井的通风设计中首先做到：正确布置井下各巷道、合理配置风流、严格计算各通风点风速，掘进工作面安装除尘器。2、湿式作业：设计为矿井在建设和生产过程中采取湿式钻眼、冲洗岩帮、装煤岩洒水、爆破喷雾、装填水炮泥等措施并建立了完善的防尘供水及管路系统。3、净化风流：为进一步降低和控制粉尘，在矿井含尘浓度高的风流所通过的巷道中设计有风流净化水幕。4、个体防护：作为采用各种防尘措施的补充，为所有接触粉尘作业人员配备防尘口罩也是设计采取的防尘降尘的根本措施之一。5、自动喷雾降尘：为了节约用水。，提高降尘效果，针对不同的使用环境，本矿的喷雾洒水、降尘装置一般采用手动和自动相结合的方式控制。在卸煤处采用自动喷雾降尘装置，该装置为成套设备，具有声、光、触多种控制方式，且作用时间可调。6、7、按《煤矿安全规程》第一百五十六条规定建立相应的管理制度及执行措施。8、定期清扫浮煤，冲洗巷道和刷浆。9、杜绝火源，严格控制生产中可能发生的热源，以防止引燃煤尘。三、防爆措施（一）防止煤尘浓度超限的措施1、对采掘工作面进行喷雾洒水。2、掘进工作面采用湿式钻眼、使用水炮泥、放炮喷雾、爆破后及时冲刷巷帮等防尘措施。3、装载点配备喷雾洒水或捕尘器，保持喷雾洒水系统的完好性。4、运输巷道、煤炭转载点等进行定期人工清扫，并将堆积的煤尘和浮煤及时清除，定期撒布岩粉。5、加强通风管理，控制巷道风速，防止煤尘飞扬。6、采取有效措杜绝火源，严格控制生产中可能发生的热源。（二）对井下电气设备及保护的选择井下低压馈电总开关和分开关选用DWKB30型矿用隔爆型馈电开关，其它配电点变配电及控制设备均为矿用隔爆型。井下配电网路均设有过流短路保护装置，低压馈出回路均装设有检漏保护装置，能自动切断漏电的馈电线路。井下电机控制设备均设有短路、过负荷、单线断线、漏电闭锁保护及远程控制功能。煤电钻选用的矿用隔爆电钻综合保护装置，该设备具有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止功能。（三）井下电气设备和测量仪器仪表检修、搬迁操作井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电源，检查巷道风流中的瓦斯浓度低于1.0％时，再用与电源电压相适用的验电笔检验，检验无电后方可进行导体对地放电。井下普通型携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度低于1.0％以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。操作井下电气设备应遵守下列规定：1、非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备。2、操作高压电气设备主回路时，操作人员必须戴绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上。3、手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好绝缘。（四）隔（抑）爆措施本矿采用隔爆水棚（隔爆水袋）作为隔爆措施。1、水袋棚排间距设计取1.5m。2、水袋在井下巷道中安装采用横向吊挂式布置。3、水袋边缘与巷壁、支架、顶板之间的垂直距离≮100mm。水袋距顶板的距离≯1.0m。4、同一排（列）中水袋之间的最小间隙≮100mm，也≯1.2m。矿井在下列位置布置隔爆水棚：各采、掘工作面布置一组辅助隔爆水棚。本矿井则共需布置四组隔爆水棚，其中两个掘进工作面前各设一组共两组，工作面平巷在掘工作面前各设一组隔爆水棚共二组。其中每组水棚共布置GBSD-40型隔爆水袋60个，一排二个，排间距1.5m，水棚区长度30m。本矿井共布置640个GBSD-40型隔爆水袋。四、防灭火1、矿井地面防灭火系统（1）湿式防灭火管路系统：矿井地面生产、生活及消防、防尘洒水采用混合制供水系统，高位贮水池静压供水。矿井按规范要求在工业场地不超过120m的范围内设置有室外消火栓，在主要生产系统内设置有室内消防管路和消火栓装置。（2）其它防灭火设施：除采用以上湿式防灭火外，还在矿井地面各易燃、易爆的场所，根据规范的要求和可能的火灾性质配备有多种防灭火器材，如二氧化碳灭火器、干粉灭火器、砂箱和砂袋等。2、矿井井下防灭火系统矿井防灭火是个系统工程，本着“预防为主，综合治理”的原则，采取如下预防措施：（1）内因火灾的预防措旋：采取如下措施。①通风方面的措施矿井通风也是防灭火的一个重要措施，风与火是一对矛盾，矿井通风等积孔过小，负压太大，会造成井下漏风严重。所以合理的通风设计，尽量降低负压，增大矿井通风能力，减少漏风，可以达到以风防火的目的。②矿井采用抽出式通风，矿井应尽量降低主要通风机负压，增大矿井通风能力，减少漏风，调节风量。③工作面采用后退式回采，U型通风方式，工作面控顶距较大，工作面风阻小，可以减少采空区漏风。④局部通风机、风门、调节风门等通风设施设置位置合理，尽可能设在围岩坚固、矿压稳定的地点，避免因采空区或附近煤柱裂隙引起漏风量的增大。两道风门采用闭锁装置，不同时打开。⑤对回采工作面配风以满足安全生产需要为主，尽量避免供风量过大，以降低风阻。⑦矿井设置自动化安全监测系统，井下采煤工作面回风巷设有CO探头，可以及时监测井下火灾与报警。⑧选用CaCl2、MgCl2或ZnCl2溶液作阻化剂来抑制煤炭自燃，主要对采空区，工作面底浮煤、老塘煤以及煤柱进行喷洒，以达到预防火灾的目的。⑨井下使用移动灌浆的方法对井下采煤工作面进行灌浆防灭火。设计选用ZHJ系列煤矿井下移动式灌浆站作为本矿的灌浆防灭火设备，该设备利用廉价的无机矿物材料和水有效吸收氧化煤体的热能，阻止煤体氧化，沉积后堵塞漏风通道，从而实现防火和灭火。（2）外因火灾的防治措施①电气事故引发的火灾防治措施及装备a、井下机电设备硐室防火措施井下机电硐室等均砌碹，且用不燃性材料砌筑，硐室内置有足够数量的干粉灭火器，作为电气火灾带电灭火的灭火器。井下机电硐室内的电缆悬挂整齐，各设备间，设备与硐室壁间的距离通道都应大于规定值。硐室内严禁堆放易燃易爆物品。b、井下电气设备的防火措施井下电气设备均为防爆型。下井用变压器不接地方式，井下的电气设备作保护接地。为防止单相接地故障时，过流保护不跳闸，井下设有漏电继电器，一旦单相接地故障出现，会立即切断故障电源。井下电气设备设有相应的短路、过负荷、过电压、欠电压、失压漏电、断相及接地等保护，以防止电气设备的过热和电气故障火花的产生。下井的动力电缆、通讯、信号电缆都为架空敷设，入井一段都是埋地敷设，防止地面的雷电波入侵井下而产生雷电火花。井下的管道每隔500m作一次可靠接地，防止静电火花的产生。c、井下电缆下井电缆选用矿用阻燃聚氯乙烯绝缘电缆至井下。其余支线电缆选用矿用橡套软电缆。所选用电缆截面的允许载流量均大于负荷电流，且满足电压降及起动要求。井下电缆全是铜芯，无铜铝接头。电缆的连接都采用压接或螺栓连接，并加隔爆接线盒，无明接头和虚接接头。沿主平硐敷设的主电缆和其余沿斜巷及平巷敷设的电缆均每隔3m用吊钩悬挂敷设。并留有适当弛度。电力电缆、通讯和信号电缆在部分巷道内因条件所限，同侧敷设时，必须按《煤矿安全规程》对“电缆敷设的要求”敷设。沿采区轨道上山及运输机上山敷设时，采用了地沟加盖板保护电缆的安全措施。d、井下电气设备的各种保护0.4kV为单母线接线，进线总开关选用隔爆自动馈电开关，各配电支线选用隔爆自动馈电开关。设置检漏继电器与馈电总开关配合使用(为保证不停电作检漏试验，设检漏试验联络开关)，达到对0.4kV系统的绝缘监测及漏电保护。控制绞车、局部通风机的开关都设有短路、过载、欠电压和漏电保护及漏电闭锁。采煤和掘进的煤电钻、电动凿岩机设有综合保护装置。采煤工作面的电气设备设有甲烷电闭锁，掘进工作面的电气设备设有甲烷风电闭锁装置。照明、信号设有综合保护装置，井下通讯电缆和电话机为本质安全型。e、井下电气设备的检查、维护、修理和调整电气设备的检查、维护和调整，必须由电气维修工进行。井下电气设备防爆性能遭破坏的，必须立即处理或更换，严禁继续使用。电气维修工具体操作时，严格按照《煤矿安全规程》第488条、第489条、第490条、第491条之规定执行。②其它火灾的防治措施及装备a、防止地面雷电波及井下为了防止地面雷电波及井下引起瓦斯、煤尘爆炸事故及火灾，设计中己考虑：（a）经由地面架空线路引入井下的供电线路．在入井处设避雷器，其接地电阻不大于5Ω。（b）由地面直接入井的轨道、露天架空引入（出）的管路，都在井口附近将金属体进行不少于两处的可靠接地，接地极的电阻不大于5Ω；两接地极的距离大于20m。（c）通信线路须在入井处装设熔断器和避雷器，接地极电阻不大于1Ω。b、防止地面明火引发井下火灾的措施（a）矿井地面矸石排放场地位于荒沟内，井下矸石集中运至矸石排放场，采用平堆并喷洒石灰乳，覆土的方法，防止发生矸石山自燃现象。且矸石排放场远离进、回风井口，不会对井下生产造成威胁。（b）地面坑木场位于工业广场内，距井口大于100m，坑木场发生火灾，不会波及到井下。（c）平硐采用料石砌碹等不燃性材料支护，并设置防火门，这些设施均可阻止地面明火入井。（d）在工业广场设置地面消防材料库，库房内按规定配备相应的消防器材。③井下防火构筑物a、消防材料库消防材料库备用相应性质的灭火器材，其数量、规格满足矿井发生火灾时灭火的需要。b、防火墙（a）井下发生煤层自然发火时，构筑临时防火墙，绘制火区位置关系图。（b）防火墙用料石或砖砌筑，并且嵌入巷道顶底和两帮不小于500mm。（c）定时测定和分析防火墙内的气体成分、空气温度，检查防火墙处的瓦斯浓度、空气温度及防火墙内外的压力差。（d）防火墙附近设置栅栏、警标、禁止人员入内，并悬挂说明牌。（e）启封火区，拆除防火墙必须按《煤矿安全规程》有关规定执行④井下消防洒水系统建立完善的湿式防灭火管路系统。井下消防、洒水采用消防与洒水合一的给水系统，系统为保证井下防灭火的用水量，按《规范》的要求和计算，在回风平硐附近修建一容积为200m3的高位水池（池底标高为+2610m），该水池贮存有容量不少于20⑤井下火灾检测与防火装备a、对井下空气进行日常分析，发现异常及时汇报和处理。b、加强井下防灭火观察预报工作。c、井下消防材料配备见表3-表3-5-1井下消防材料配备五、防治水1、水患类型及威胁程度矿区属构造剥蚀低中山地貌，在矿界范围内无大地表水体，矿区最低开采标高为+2540m，煤层均在最低侵蚀基准面以上。矿界范围内地形为北高南低，矿井主要充水来源为大气降水。煤矿采用平硐开采矿井直接充水以浅部岩层裂隙充水为主，加上采空区部分岩层破碎，地表水易渗漏，因此在雨季要切实做好防洪防汛工作，严防水灾的发生，主要防止老窑采空区积水可能造成的危害性，开采过程中要注意防范。预计未来矿坑充水水源主要有煤系基底和覆盖层的裂隙水，老硐积水和地表残坡积层及风化裂隙带内的潜水等，均受大气降水影响。在今后生产中，要注意破碎带导水、上覆地层或老窑出水。2、矿井防治水措施（1）按《煤矿安全规程》规定留设各种防水煤柱。（2）井下探放水原则①为确保井巷施工时的安全，应加强水文地质调查工作，查明可能积水的老窑采空区等地的积水范围及水量，采取安全可靠的措施进行探放水。②接近探水区域或情况不明的井巷时，根据积水区的位置、范围、水文地质条件以及采空区、巷道受矿山压力的破坏情况等因素，确定探放水位置。③当巷道接近含水层、构造带边界线不小于20m时，必须探放水。（3）探放水设备选择设计选用TXU—75型探水钻，钻孔最大长度75m，并配TBW—50/1.5泥浆泵。（4）探放水措施①坚持“有疑必探、先探后掘”的原则。②探放老空区等地积水前，首先要分析查明其积水的空间位置、积水量和水压，若积水点高于探放水点位置时，只准用钻机探放水。③钻机钻进时，若发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水量突然增大。以及有顶钻等异状时，必须停止打钻，但不允许拔出钻杆。现场负责人应立即向矿长报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。④巷道揭穿老窑后，若有水应放水，并加强通风、检查瓦斯，进行安全处理，确认无危险后才准人员进入。3、地表防治水措施矿井采用平硐开拓，地形坡度大，冲沟发育，多为季节性冲沟，工业广场位置较高不受影响。场地设截水沟，确保平硐和风井不受山洪威胁。4、探放水时的注意事项：（1）采掘工作面接近老窑、采空区、导水裂隙带时，必须加强探放水工作。（2）采掘工作面或其它地点发现明显的涌水征兆或大量涌水时应立即停止工作，将人员按规定的避灾路线撤出。（3）在设计、施工和生产过程中要按规定留好防水煤柱。（4）清理排水沟，随时保持水流畅通。（5）探水地点与其相邻地区的工作地点保持信号联系，安设专用电话，一旦出水要通知受水害威胁地区的工作人员撤离危险地区。（6）打钻时，要注意观察钻孔情况，如发现岩壁松动或沿钻杆向外流水超过正常打钻供水量、涌出有害气体或易燃气体等现象，要立即停止钻进，不得移动或拔出钻杆，要立即切断电源，撤出人员，报告矿调度室。（7）在水压大的地点探水时要设套管，通过套管打探水孔时，套管上应安设压力表和阀门。（8）在放水前应规定人员撤退路线，5、井下防治水安全设施矿井采用平硐开拓，上山开采，井下水经轨道上山自排至水平运输大巷水沟出地面。水平运输大巷水沟断面按最大涌水量计算确定，为避免井下水对生产安全的影响应采取以下措施：（1）定期清理各巷排水沟，保持流水畅通。（2）注意探放可能存在的老窑水。（3）加强水文地质调查工作，对各采掘作业场所及附近水文地质情况，收集资料，作出分析预测，制定相应的预防措施，六、安全出口及矿压控制1、矿井、水平、采区及采煤工作面安全出口该矿井投产后有2个通地面的安全出口：主平硐和回风平硐。每个回采工作面也布置有2个安全出口，一个是工作面进风口，另一个是工作面回风口，这2个安全出口分别与工作面轨道运输平巷和工作面回风平巷连接，最终与矿井的+2540m水平运输大巷和+2583m水平回风大巷相通。所有的安全出口均能与通至地面的安全出口相联接。2、影响矿山压力显现基本因素分析煤层顶板为钙质粉砂岩、细砂岩、泥岩。底板为钙质泥岩、泥岩，有冒顶、底鼓、片帮现象，巷道需要加强支护。根据矿井现有的生产经验，本矿井采用走向长壁采煤法，炮采工艺，全部垮落法控制顶板。3、