煤矿四采区设计说明书.doc

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1、贵州XX集团有限公司XX分公司XX煤矿四采区设计说 明 书XXXX分公司XX矿二一一年十月目录前言1第一章矿井概况4第一节矿井概况4第二节地质特征5第二章四采区的采区范围及开采条件7第一节采区范围7第二节煤层与煤质7第三节水文地质8第四节开采技术条件9第三章四采区开拓延深11第一节四采区面积及储量11第二节采区服务年限11第三节四采区延深方案的基础及原则11第四节采区装车及硐室12第四章采区布置及工作面装备13第一节采区布置13第二节采煤方法13第三节巷道掘进14第五章井下运输及装备17第六章矿井通风与安全18第一节矿井通风18第二节四采区瓦斯抽放24第三节灾害预防及安全26第七章采区主要设备

2、29第一节提升设备29第二节通风设备30第三节排水设备30第四节压风设备31第八章采区供电32第一节供电现状32第二节电力负荷32第九章技术经济33第一节劳动定员33第二节投资概算33第三节主要技术经济指标38前 言贵州XX集团有限公司XX分公司XX煤矿位于贵州省黔南州XX县立化镇境内，邻近广西环江县。矿井有专用铁路运输线与黔桂铁路金城江站相接，交通方便。XX煤矿原是广西红茂矿务局的生产矿井，始建于上世纪七十年代初期，初步设计能力为30万吨/年，1986年重新核定为15万吨/年。2002年6月30日，广西红茂矿务局宣布政策性破产，XX煤矿由贵州XX工贸有限公司收购后重新组建而成。XX井田东部（

3、浅部）以煤层露头线为界，西部（深部）暂以0米煤层底板等高线为界，北部以F12断层与更班矿为界，南部以41号勘探线与十二索井田为界；井田走向约4公里，倾斜长约2公里，井田面积约8平方公里；井田内尚保有地质储量1159万吨，可采储量1009万吨，四采区、层煤尚保有地质储量180万吨，其中煤60万吨，煤120万吨；可采储量162万吨，其中煤54万吨，煤108万吨；按15万吨/年的生产能力尚可服务7.7年。矿井使用斜井片盘开拓，现+400水平上山采区已全部开采完毕，四采区已开拓至+260水平。为了保持矿井的采掘平衡，促进矿井的进一步发展，XX矿本着“安全可靠，技术合理，经济实用，效益显著”的原则，提出

4、了XX矿四采区延深设计方案。 一、设计依据1、广西区燃料化工局煤矿设计院1972年7月设计的广西壮族自治区红山矿务局茂兰分局XX斜井初步设计说明书。2、广西第九地质队1974年9月提交的贵州XX茂兰煤田普查勘探报告书。3、广西壮族自治区第一、六、九地质队1979年2月提交的贵州XX县茂兰煤田补充勘探地质报告。4、XX县人民政府与贵州XX工贸有限公司2003年1月17日达成的关于XX公司收购广西红茂三矿有关问题的会商协议。5、贵州省地矿局一一七地质大队2003年11月提交的贵州XX工贸有限公司XX煤矿资源量复核报告。6、贵州XX工贸有限公司XX煤矿采矿许可证。7、贵州XX集团有限公司XX煤矿现有

5、开采的相关技术资料。二、设计指导思想1、认真贯彻煤炭工业设计规范、煤矿安全规程和国家各项强制性标准，结合本矿的实际情况，尽量采用行业内先进的技术工艺，达到投资少、工期短、见效快以及安全稳产之目的。2、充分利用矿井原有的生产系统和设施，使新设计的生产系统与原有的生产系统有机结合。3、简化生产系统，采用半煤岩巷道进行向下延深的方法替代全岩巷开拓延深的方法，巷道使用现代锚杆网支护技术、锚杆喷浆技术，简化运输环节，提高回采工效，增加矿井经济效益。4、采取措施尽量减少开拓施工对现有生产的影响，达到开拓生产两不误。三、设计的主要特点1、设计三条下山巷道，其中运输下山采用沿煤层中向下延深，回风下山与行人下山

6、沿煤层中向下延深。2、煤巷支护采用锚网支护。第一章 矿井概况第一节 矿井概况 一、交通位置 贵州XX工贸有限公司XX煤矿位于贵州省黔南州XX县立化镇境内，邻近广西环江县。矿井有专用铁路运输线与黔桂铁路金城江站相接，交通方便；到XX县城有二级公路相通，距离35公里，距独山县城110公里，并与贵新高速公路相接。二、地形地势及河流矿区位于云贵高原边缘，地形比较复杂，区内地貌为下石炭统上司组下二叠统栖霞组海相灰岩、白云岩，组成峰丛洼地、峰丛谷地以及峰林谷地，最高海拔高程1026m（巴昔北西山顶），最低海拔高程547m（XX村南西河流出口处）最大相对高差479m。矿区内无大河流，仅有伍家河、场寨河等数条

7、小河。三、气象水文及地震本区气候温和湿润，雨量充沛。年平均气温18.3，最高气温38，最低气温-6.7。年平均降雨量1307.7mm，雨季多集中在48月份。本区地震烈度为六度。 四、矿区经济 本矿区属贫困山区，工业主要以煤矿开采为主，经济文化较为落后。五、矿区用水和用电矿区工业用水及生活用水由当地的巴克水厂供应。矿区供电为双回路供电方式，一回路11万伏，二回路3.5万伏，到XX变电站降至6kv后双回路送到井下中央变电所，再由中央变电所分送至各采区变电所，各采区变电所降至660v后送至各个采掘工作面和其它配电地点。第二节 地质特征茂兰煤田区域属华南褶皱带，位于NE向茂兰向斜两翼，XX煤矿位于茂兰

8、煤田南部，既茂兰向斜南翼，出露地层为石炭、二叠系，地层倾向北西，倾角20左右。 一、地层1、上古生介石炭系下石炭统罗城段上部以灰至深灰色细结晶灰岩为主，中部为浅灰白色厚层灰岩，下部为泥质灰岩，总厚度在182186米之间。2、下石炭统寺门段上段总厚度在217294米之间，主要含煤段在二分层；上部为砂岩、石英砂岩、砂质泥岩及泥岩夹薄煤层，煤线有418层，局部薄煤层达到可采厚度；下部含主采煤层，由下而上分为、煤，段厚2037米，一般在2025米；煤和煤间以砂质泥岩、泥岩为主，煤和煤间以泥岩为主。煤至煤的煤层间距为15米左右，煤至煤在58米之间。二、构造矿区内主要构造线方向为北北东向，以正断层为主，对

9、煤层有一定的破坏。断层附近常伴生小型褶皱，井田范围内存在有北西西向横向正断层，使煤系地层错开120260米四采区根据相邻采区开采的资料，区内无较大的构造和断层，对回采无大的影响。第二章 四采区的采区范围及开采条件第一节 采区范围XX矿四采区位于XX井田北中部，上部以+400大巷为界，下部以+200水平为界，北部是F12断层与更班矿为界，南部与十采区相邻，走向长约2000米，倾斜宽约360 米。第二节 煤层与煤质XX井田的含煤地层为下石炭统祥摆组（C1X），岩性主要为灰色厚层钙质泥岩、泥质灰岩、夹砂岩、石英砂岩、透镜状灰岩，地层厚度大于210米，、层煤产于其中。 一、煤层四采区含煤三层，自下而上

10、依次为、煤。1、层煤（位于下部）厚度变化较大，为局部可采，煤厚在0.06-1.1米之间，平均厚度在0.65米左右。2、层煤（位于中部）厚度比较稳定，为主采煤层，煤厚在0.66-2.5米之间，平均厚度在1.5米左右，煤层结构简单，一般无夹矸。3、层煤（位于上部）厚度变化大，为局部可采，煤厚在0.05-0.75米之间，平均厚度在0.60米左右，煤层结构较复杂。二、煤质井田所采为陆植煤，煤岩类型为亮煤型，变质程度为瘦贫煤阶段，三个可采煤层均属低灰份、中硫、高发热量的优质无烟煤，原煤发热量煤平均为7400卡/克，煤平均为7900卡/克，煤平均为5700卡/克。第三节 水文地质 一、水文地质条件（一）、

11、区域水文地质概况茂兰煤田位于亚热带湿润季风气候区，丰沛的降雨成为地下水的补给源，雨量的分布和大小控制着地下水以及地表河流的动态。煤田为向北北东昂起的构造盆地，向斜中部出露的石炭统上司组下二叠统茅口组海相灰岩、白云岩，组成峰丛洼地，峰丛谷地及峰林地貌，为煤田地下水的汇流集中径流区，地下水系十分发育，地表水系不发育，或为断头河从属于地下水系。向斜翼部出露的下石炭统祥摆组旧司组地层为滨海相泥灰岩及砂泥岩沉积，围绕岩溶地貌区形成构造侵蚀山地地貌，以斜坡、沟谷地形为主，地表水系发育，为微裂隙水的补给区，同时也是径流和排泄区。区内发育的北北东向和北西西向的两组主干断裂构造明显地控制了地表水系、地下水系的布

12、局和地形地貌的格局。（二）、井田水文地质条件1、地层及其含水性 XX井田位于茂兰向斜的西南翼，出露地层主要为下石炭统汤粑沟组、祥摆组、旧司组、上司组、摆佐组及上石炭统的黄龙组、马平组。上司组马平组主要出露于井田西部，主要由浅海台地相厚层、巨厚层碳酸盐岩组成，构成了井田内地下岩溶水的主要含水层位，尤其以质纯、巨厚的黄龙组马平组灰岩岩溶发育充分，最为富水。地下水主要以地下暗河及岩溶裂隙水的形态赋存于岩溶含水层中。各岩溶含水层间无稳定的隔水层，岩溶水的径流、排泄统一受区域性的茂兰暗河的地下水系控制，水位变幅一般在330米之间，上司组之下的砂、泥岩为岩溶含水层的隔水层。2、矿井实际充水情况400大巷长

13、2400米，控制倾向斜深+200+400米，巷道圈定面积0.12km2，未揭露充水钻孔。矿井正常情况下的涌水量约为23.6m3/h，水源主要来自上山采空区，+400大巷向下采区无充水现象。充水形式为不均分散滴水。3、四采区涌水量预测根据矿井相邻采区已开采的工作面掌握的资料，四采区的正常涌水量为3 m3/h，最大涌水量为7.8 m3/h，对回采工作影响不大。第四节 开采技术条件 一、瓦斯 矿井为煤与瓦斯突出矿井，随着开采深度的增加，区内瓦斯梯度也随之增大；本设计的瓦斯数据均采用2010年度的瓦斯等级鉴定的数据，矿井在2010年的瓦斯等级鉴定中，绝对瓦斯涌出量为8.92m3/min，相对瓦斯涌出量

14、为44.55m3/T。二、煤尘2008年经重庆煤炭科研所鉴定无爆炸性危险。三、煤层自燃2008年经重庆煤炭科研所鉴定自燃等级为三类即不易自燃。四、地温 随着开采深度的增大，地温也将随之增高，地温率为2.23/100m五、地压由于岩石的矿物成分及其显现的物理化学性质，矿山压力及受地下水等因素的影响，易引起围岩膨胀。六、煤层顶底板煤底板为砂岩、砂质泥岩，直接底常见0.02-0.45米的泥岩，顶板以泥岩和炭质泥岩为主。煤底板为砂岩，常有0.05-0.32米的泥岩，直接底为炭质泥岩，顶板多为砂质泥岩、泥岩和炭质泥岩。煤底板为砂岩，直接底常有0.2-0.4米之泥岩、炭质泥岩或砂质泥岩，顶板为泥质砂岩或砂

15、质泥岩。第三章 四采区开拓延深第一节 四采区面积及储量四采区走向长约2000米，倾斜长约360米，面积720000m2，工业储量为180万吨，可采储量为162万吨。第二节 采区服务年限 一、采区工作制度采区年工作日为330天，每天三班作业，采煤工作面三班采煤，边采边推，掘进巷道三班作业，每天的净提升时间为16小时。二、四采区设计生产能力及服务年限 矿井的设计生产能力为15万吨/年，四采区设计有煤仓和大倾角上运皮带，因此四采区的设计生产能力为15万吨/年。四采区的服务年限为： T=ZK/（AK）=162（151.4）=7.7（年）式中：T服务年限 A年产量 ZK可采储量 K储量备用系数，通常取1

16、.4第三节 四采区延深方案的基础及原则1、依据矿井目前现有的生产系统及生产现状。2、延深采区为下山采区，延深水平为+200水平，采区下限标高为+200米。分上下两个阶段，第一阶段已延深至+260水平，设中段水仓，第二阶段为+200水平，设计永久水仓。3、依据四采区煤层赋存的情况，不改变矿井现有的生产系统。 第四节 采区装车及硐室1、回采工作面与掘进工作面均采用抬头溜子，在机巷安装平巷皮带，装车点在煤仓放煤口，+400水平利用电机车调车。2、采区变电所采区变电所利用+400大巷现有的四采区变电所为采区延深供电。3、采区水仓 延深时，在采区运输下山中部+260水平处布置水仓为采区排水；延深到+20

17、0水平后，再设置永久水仓，永久水仓容量在560m3以上，分为内仓和外仓，内仓60m4=240m3，外仓80m4=320m3，泵房管子道与行人下山相通，高出下部车场7m以上。第四章 采区布置及工作面装备第一节 采区布置四采区的开拓延深采用三条半煤岩巷道下山，其运输下山设在层煤中，回风下山和行人下山设在层煤中，行人下山和运输下山兼作进风巷，回风下山作为专用的回风巷道。四采区三条下山均为同一方向向下延深，方位290,开口处位于中偏南部，双翼开采，采区北翼工作面由于矿界的原因，第一个工作面4203工作面的走向为320米，第二个工作面4205工作面的走向为557米，第三个工作面4207工作面起走向固定为

18、835米，南翼工作面设计走向为900米，整个采区走向长2000米，倾斜长360米。四采区回采工作面回风巷均沿上部工作面采空区沿空掘巷，无采空区段掘进顶板瓦斯抽放巷，预抽掘进工作面条带瓦斯，然后在回风巷下帮打顺层抽放深孔，在抽放区内掘进工作面机道。 详见采区巷道设计图第二节 采煤方法 一、采煤方法四采区布置的第一个工作面（4203），仍然采用走向长壁后退式采煤法，工作面顶板管理采用全部陷落法，落煤方式为放炮落煤。二、工作面设备配置工作面支护采用单体液压支柱配套铰接顶梁支护，ZM12D 型煤电钻两台，ZBZ2.5Z型煤电钻综合保护器一台，工作面运输采用SGW30型刮板运输机一台，工作面机巷采用SG

19、W30型刮板运输机一台及STJ800型平巷皮带运输机一台。第三节 巷道掘进 一、井巷工程量四采区延深总工程量为14694米，其中开拓巷道为830米， 掘进巷道为13864米。详见巷道工程量统计表。XX矿四采区延深工程量统计表巷道名称类别工程量（m）倾角（）断面积（m2）支护形式备注净掘采区运输下山半煤187208.4锚网2.83采区回风下山半煤152207.80锚网2.82.8采区行人下山半煤152207.80锚网2.82.8七盘片联络巷全岩753 5.76锚网2.42.4八片盘联络巷全岩7535.76锚网2.42.44206机道回风石门全岩6035.76锚网2.42.44207机道回风石门全

20、岩6035.76锚网2.42.44208回风石门全岩6035.76锚网2.42.44209回风石门全岩6035.76锚网2.42.44210机道回风石门全岩6035.76锚网2.42.44211机道回风石门全岩6035.76锚网2.42.44212机道回风石门全岩6035.76锚网2.42.44205回风巷半煤55736.24锚网2.62.44205机道半煤55736.24锚网2.62.44205开切巷煤80203.75金属支架2.51.54206回风巷半煤80036.24锚网2.62.44206机道半煤90036.24锚网2.62.44206开切巷煤80203.75金属支架2.51.5420

21、7回风巷半煤83536.24锚网2.62.44207机道半煤83536.24锚网2.62.44207开切巷煤80203.75金属支架2.51.54208回风巷半煤90036.24锚网2.62.44208机道半煤90036.24锚网2.62.44208开切巷煤80203.75金属支架2.51.54209回风巷半煤83536.24锚网2.62.44209机道半煤83536.24锚网2.62.44209开切巷煤80203.75金属支架2.51.54210回风巷半煤90036.24锚网2.62.44210机道半煤90036.24锚网2.62.44210开切巷全煤80203.75金属支架2.62.442

22、11回风巷半煤83536.24锚网2.62.44211机道半煤83536.24锚网2.62.44211开切巷全煤80203.75金属支架2.51.54212回风巷半煤90036.24锚网2.62.44212机道半煤90036.24锚网2.62.44212开切巷全煤80203.75金属支架2.51.5合计14694二、掘进工作面个数及掘进机械设备1、掘进工作面个数采区开两个掘进工作面。2、掘进机械配备岩巷掘进采用地面20m3压风机一台，T7655型风钻机两台， MGJ-型锚杆打眼安装机一台，每个掘进工作面配FBD-215型对旋式局部通风机2台,并接上电源，做到“双风机”、“双电源”供风。煤巷掘进

23、利用矿井原有设备，无须再购进设备。3、施工进度指标掘进指标为：岩巷：平巷80米/月，斜巷60米/月； 半煤岩巷：平巷120米/月，斜巷100米/月； 煤巷：平巷200米/月，斜巷150米/月。第五章 井下运输及装备 一、矿井运输系统四采区原煤的主要运输路线为：采煤工作面工作面机巷四采区运输下山四采区煤仓+400大巷主井底车场主井地面二、大巷运输矿井+400大巷采用CDXT-5（J）型蓄电池电机车牵引一吨矿车运输，单列运行，每列牵引矿车20辆，运输能力为28.5万吨/年。三、采区主运输四采区运输下山使用STJ800型大倾角上运皮带一台，运输能力为200t/h，皮带宽度为800mm，下山距离为60

24、0米，下山倾角为20，配用电机为110kw。第六章 矿井通风与安全第一节 矿井通风 一、矿井通风系统及采区通风矿井采用中央对角式通风，分南北两翼抽风，南翼为六号风井，安装有4-72-11NO20B型离心式主扇两台，轮流使用，电机功率为55kw；北翼为二号风井，安装有FBCZ230型对旋式主扇两台，也是轮流使用，电机功率为230kw，两风井均为双回路供电。矿井最新测定的北大巷进风量为1884.5m3/min，其中四采区进风量为1784.5m3/min。采区的通风线路为：一采主井、副井+400大巷四采区上平台四采区运输下山和行人下山回采工作面机巷回采工作面回采工作面回风巷四采区回风下山四采总回风巷

25、二总回风地面二、掘进与硐室通风由于矿井为煤与瓦斯突出矿井，因此四采区新设计的各个掘进工作面均为独立通风，采区变电所及其它各个硐室均有独立的通风线路。三、采区风量计算采区总风量Q总是采区内各个作业地点的需风量与采区漏风量的总和，根据煤矿安全规程第103条的规定，采区的需风量应按下列步骤进行计算，并取其中的最大值。 1、按采区内同时作业的最多人数计算，每人每分钟供风量不得少于4m3。Q1=4NK=4601.35=324m3/min=5.4 m3/s式中：Q1采区需风量，m3/s； N采区同时作业时的最多人数； K采区通风系数，包括采区内部漏风和配风不均衡等因素，一般可取1.2-1.35。2、按平均

26、日产一吨煤每昼夜实际放出或预计释放出的瓦斯量进行计算。 Q2=0.09269q瓦TK（130%）0.0926944.554001.350.71560 m3/min26 m3/s式中：Q2采区需风量，m3/s； q瓦矿井瓦斯相对涌出量，m3/t； T采区平均日产量，t； K风量备用系数，K=1.35； 30%-采区瓦斯抽放率。3、一个掘进工作面需要风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q1100q掘Kd1000.62.0120m3/min；式中：Q1为掘进工作面实际所需风量，m3/min； q掘为掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，q掘按照采区绝对瓦斯涌出量的20%计算，取0.6； Kd为备用风量系

27、数，Kd1.52.0,取2.0； 100单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值。（2）按炸药量计算Q225Ab255.3132.5 m3/min式中：Q2为掘进工作面实际所需风量； 25为炸药常数，每1炸药不低于25m3的配风量；Ab掘进工作面一次爆破使用最大炸药量，。（3）按人数计算Q34Nb41248 m3/min式中：Q3为掘进工作面实际所需风量，m3/min； 4为每人每分钟最少所需风量，m3/min； Nb为最大班工作人数，取12人。通过以上计算，最大需风量为132.5 m3/min，拟采用BW-215防爆型压入式对旋轴流局部通风机，用500风筒，吸风量为150250

28、 m3/min，风量符合规定要求。4、按井下采煤、掘进、硐室及其它供风地点的实际风量的总和进行计算。 Q3=（7.540.5）1.3521.80m3/s经以上计算采区配风量取最大值为26 m3/s,可以满足供风要求。5、采区风量分配回采工作面550 m3/min，风巷、机巷掘进工作面各132.5 m3/min，水仓100 m3/min，煤仓60 m3/min，变电所100 m3/min，备用工作面（预抽面）204 m3/ min。采区风量分配表供 风 地 点分配风量（m3/s）备 注回采工作面9.17备用回工作面2掘进工作面2.224.42个掘进工作面水仓、变电所21.342.68各个峒室煤

29、仓1.0其 它1.0合 计20.25四采区通风容易时期阻力、负压计算表序号巷道名称支护形式巷道长度m净断面净周长m风阻系数a104NS2/m4风量m3/s风阻NS2/m8负压Pa风速m/s1运输下山锚网321710.60.0129.40.11910.521.3422行人下山锚网321710.60.0129.780.108.731.343回风下山锚网321710.60.01218.780.1034.982.6844203机巷锚网3165.529.00.0128.270.18912.951.49854203回风巷锚网3005.529.00.0128.270.1449.851.49864203回风石

30、门锚网755.529.00.0128.270.0483.2941.49874203工作面单体液压803.89.00.0458.270.73850.482.1884206机巷锚网9006.09.80.0128.830.17213.371.4794206回风巷锚网9006.09.80.0128.830.17413.581.47104206回风石门锚网406.09.80.0128.830.0221.721.47114206工作面单体液压803.89.00.0458.830.66451.922.3212水泵房锚网2206.010.60.051.330.540.9550.222合 计212.219通过计

31、算四采区通风容易时期的负压为212.219Pa。四采区通风困难时期阻力、负压计算表序号巷道名称支护形式巷道长度m净断面净周长m风阻系数a104NS2/m4风量m3/s风阻NS2/m8负压Pa风速m/s1运输下山锚网6007.010.60.0129.40.11910.521.3422行人下山锚网6007.010.60.0129.780.108.731.343回风下山锚网6007.010.60.01218.780.1034.982.6844212机巷锚网9005.19.00.0128.270.6544.61.6254212回风巷锚网9005.19.00.0128.270.6544.61.62642

32、12回风石门锚网755.19.00.0128.270.064.181.6274212工作面单体液压803.89.00.0458.270.66445.432.1884211机巷锚网8355.19.00.0128.830.24419.041.7394211回风巷锚网8355.19.00.0128.830.24419.041.73104211回风石门锚网505.19.00.0128.830.043.171.73114211工作面单体液压803.89.00.0458.830.64451.792.3212水泵房锚网2206.010.60.051.330.540.9550.222合 计273.175通过计

33、算四采区通风困难时期的负压为273.175Pa。6、等积孔计算通风容易时期A易1.19Q h =1.1918.7514.571.534通风困难时期 A难1.19Q h =1.1918.7816.531.35以上计算结果表明：矿井等积孔均在1.351.534之间，为中等阻力，矿井通风难易程度为中等，目前在用的主扇机符合要求，不需更换。四、通风设施、防止漏风和降低风阻措施1、局部通风机安装地点和要求（1）安装地点局扇机必须安装在距回风口10m的进风处和防突反向风门外侧的安全位置上。（2）安装要求风机、风机开关必须安装在托架上，距地面300。同一地点安装2台同型号同功率，并独立供电线路的局扇，做到“

34、双风机”、“双电源”，以防局扇故障。局扇必须挂牌管理，专人负责，并做到“三专二闭锁”。风筒吊挂在专用挂风筒的拉线上，要求逢环必挂，平直无拐死弯现象。风筒接口严密不漏风，工作面风筒不落地，漏风率控制在3%以下。必须保证风机连续运转，不准无故停电，停风。2、通风设施为保证风流按拟定路线流动并控制各用风地点的风量，在沿风流流动的巷道中应设置风门、调节风窗等构筑物。当井下一旦发生瓦斯爆炸，为保护主扇，在风井的井口必须设置防爆门；当进风井筒和井底车场附近一旦发生火灾时，为保护井下人员安全撤离，矿井主扇必须具有反风能力，风井口的人行安全通道必须设置两道正向和反向风门。2、风门、调节风门等通风构筑物必须设在

35、围岩坚固，地压稳定的地点，构筑物前后5米范围内的巷道支护必须保持完好，门墙砌筑及风门结构必须严密，所有报废的巷道和采空区必须及时密闭，以减少漏风，并指派专人负责风路及通风构筑物的检查和维护。3、降低风阻措施巷道掘进要采用光面爆破和锚杆支护技术，巷道断面要尽可能采用矩形，砌碹巷道的壁面要尽可能光滑，不同断面的巷道要采用逐渐扩大或缩小的连接方式，避免巷道断面忽大忽小，避免巷道转直角弯，拐弯处应做成斜面或圆弧状，避免在主要进风巷道内停放矿车和堆积材料及杂物，进、回风巷道应经常保持完好，并保持原设计断面，不得任意缩小巷道断面积。第二节 四采区瓦斯抽放根据煤矿安全规程第145条规定，开采有煤与瓦斯突出危

36、险的煤层，必须建立地面永久瓦斯抽放系统。公司在2008年6月就委托贵州宏景矿产资源开发服务有限公司编制了贵州XX集团有限公司XX矿瓦斯抽放设计，选用了地面永久性抽放系统。瓦斯抽放泵选用山东特山鲁特真空设备厂生产的抽放泵，配用ZBEA-3551-1型号132kw防爆电机。根据贵州XX集团有限公司XX矿瓦斯抽放设计的规定，四采区采用“边掘边抽”和煤层“边采边抽”的方法来治理采区的瓦斯涌出问题，并在今后的抽放作业中严格按照设计的要求执行，不断总结完善抽放系统和管理经验，提高综合管理水平。第三节 灾害预防及安全由于矿井为煤与瓦斯突出矿井，为了确保矿井的安全生产，在煤炭生产过程中，要重点防治瓦斯积聚、煤

37、与瓦斯突出、煤尘、涌水、顶板等造成的灾害，尤其是必须将矿井瓦斯作为重点来进行防治，严格执行煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定，采取综合防尘措施，以防止各类事故的发生，同时要编制出采区灾害预防与处理计划。一、防治瓦斯措施：1、井下各用风地点，严格按煤矿安全规程要求供给风量，尤其是采掘工作面及主要硐室要有足够的新鲜风流。2、对生产中易造成瓦斯积聚的地点，尤其是采煤工作面上隅角，必须安装抽放系统和加强监测，若有瓦斯超限必须立即进行处理。3、杜绝电气设备的失爆现象，避免引燃引爆瓦斯，做到100%防爆。4、在每个掘进工作面配备风、电、瓦斯闭锁装置和瓦斯断电仪，当瓦斯超限时，能自动断电报警。5、对四采区的

38、开采必须安装集中安全监测监控系统，并加强管理，对采掘工作面的瓦斯、风速等实行监测，对局扇要做到有风、电闭锁装置，主要风门实行联锁和监控。6、所有下井人员必须佩带自救器。7、建立健全瓦斯检查制度和监测制度，有效地预防和控制瓦斯事故的发生。8、管理并用好瓦斯抽放系统，坚持先抽后采的原则，提高抗灾能力。9、做好石门揭煤掘进工作，石门揭煤前必须有石门揭煤设计和防突专门安全技术措施。二、防治煤尘措施：在2008年重庆煤炭研究院化验提交的煤样报告单中，煤尘无爆炸危险，煤自燃倾向等级为三类，不易自燃。但在生产过程中须采取综合防尘措施，也要加强对煤尘的管理。为了保障员工的身体健康和防止煤尘事故的发生，在采掘工作面生产时，均要采取降尘和防止煤尘事故