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禹州大刘山煤业有限公司2011度矿井反风演习报告为了检验和提高矿井防灾、救灾、抗灾和处理灾变事故能力，根据《煤矿安全规程》122条规定，我矿于2011年9月10日八点班8∶25—10∶30进行了本年度矿井反风演习，通过全矿领导和职工的共同努力，在公司领导指导和救护队的协助下圆满完成了矿井反风演习工作。
现将反风演习的详细情况整理呈报。
一、成立反风演习指挥部总指挥长：高红歌（矿长）副总指挥：侯训恒（总工程师）付荣奇（生产矿长）彭党印（机电矿长）杨卫超(安全矿长)王少卿（后勤矿长）于洪领（总工程师）技术指导：郏禹分公司通风处、禹州市矿山救护队领导成员：周占军李朋和栓王延军李自伟李东晓于佳佳胡应杰段涛王国亮于占营刘武李二林李长运反风演习指挥部设再矿调度室本次反风演习共参加34人，其中主扇操作组8人，刘武任组长；测风瓦检组4人，周占军任组长；通风设施组8人，李东晓组长；火灾报警组4人，李自伟任组长；其它保卫、医务、后勤救护等10人。
二、反风演习时间2011年9月10日8∶00所有参加反风演习人员全部到位，指挥部接到汇报后，于8∶22分指挥部下达反风命令，8∶25分主扇实现反转，8 ∶27各地点实现反风，10∶30指挥部根据各地点实际情况下达反风结束命令，反风演习历时2小时03分。
三、反风演习结果1、本次反风演习使用1#主扇，利用拉正向隔离，合反向隔离，1#主扇反转，使风流方向逆转，新鲜风流由扩散塔进入1#主扇经风硐压入井下实现反风。
停止反风时，利用拉反向隔离，合正向隔离，实现风机正转。
在反风过程中，3钟内将风流方向改变。
2、主扇反风率Nf=Q′f/ Qf×100%=1254/1873×100%=67%3、矿井反风率Nm=∑Q′r/ Qr×100%=1800/2647×100%=68%4、矿井等积孔A=1.19×41.1/√610=1.98m2通过本次矿井反风演习检验，证明我矿井反风系统是可靠的，矿井反风能力符合矿井防灾、抗灾、救灾的安全生产要求。
平禹煤电公司白庙矿矿井地质特征分析大学资源环境学院专业：地质姓名：学号：指导老师：2012年3月1日我国煤炭资源丰富，储量和产量均居世界前列。
近年来随着国民经济的发展和综合国力的提高，石油、天然气、水力、核电等其他能源有了较大发展，但是煤炭仍然是我国的主要能源，预计在今后50年内这种状况不会有根本性改变。
进入21C要求我国煤炭工业深化改革，尽快摆粗放经营的旧模式，步入低投入高产出，高效益的良性循环轨道。
煤炭工业的发展依赖于煤炭科学技术的进步，其中包括煤炭地质工程的进步，加强煤矿地质理论研究和发展煤矿地质工程技术，对促进煤炭科学技术的进步有十分主要的意义。
煤炭的工程技术人员，（包括采矿、测量、建井、环保等非地质类专业的工程技术人员）掌握扎实的地质理论知识，在生产实践中不断深化对煤矿建设，生产中地质规律的知识是十分必要的。
一、矿井地质工作的目的和任务。
查明地质条件，地质条件对绝大多数矿井都有普遍意义，各矿以实际出发，抓住主要地质问题，还要满足当前，考虑长远，并能化害为利。
二、提供地质资料，地质资料是编制生产建设计划，井巷工程设计，采掘作业规程的必要依据。
三、指导采掘生产，矿井地质人员要深入现场调查研究把工作做到掘进头和回采工作面，指导采掘工作面工作的合理进行。
四、组织矿井勘探补充一些地质勘探工作，提高储量级别，增加矿井储量，延长矿井寿命。
五、进行储量管理，矿井地质人员定期计算储量，进行储量管理。
六、调查伴生矿井，综合利用矿井资源的原则，提高煤的经济效益。
第一章矿井基本概况平禹煤电公司白庙煤矿位于河南省禹州市西27km文殊镇境内，原为禹州市管辖的地方国营煤矿，2004年3月被平煤集团兼并。
矿井东距许昌市60km，南至平顶山市48km。
本区交通方便，从禹州市有柏油路达文殊镇矿井通过5km的公路与文殊镇相连，北通登封、洛阳东经禹州市可达许昌，向南经神后镇可至郏县、平顶山等地。
另外有许昌禹州窄规铁路及平禹准规铁路为在区煤炭外运提高良好条件。
第一章工作面地质条件第一部分工作面位置XX采区采煤工作面位于三采区轨道下山北翼，走向长600米，倾斜长90米，工作面地面标高+700~ +725米，工作面标高+132.2~+182.5米。
1、地面位置：XX采区回采工作面位于XXX以西700米，地表多为耕地，荒坡，无水体。
2、井下位置及四邻采掘情况：XX采区回采工作面位于三采区轨道下山北翼，上部为xxxx工作面（已回采结束），其余均未开采。
3、回采对地面设施的影响：XX采区工作面回采过程中对地面影响不大。
第二部分地质概况一、煤层简述：本工作面设计开采为煤层结构较简单，煤层赋存总体为单斜构造，煤层倾角9°，煤层平均厚度一般0.4~14米，平均厚度5米，局部含碳质泥岩、泥岩，夹矸厚度0.1~0.8米，1~3层，含夹矸较少，结构较简单但煤层厚度变化较大。
二、地质构造：区内无陷落柱及岩浆岩发育。
该工作面顶板较稳定，底板变化大，导致煤层厚度变化较大，该下巷掘进至F8点时曾揭露一条落差°5275<8正断层，产状07—F3点处揭示F15米的断层。
在5～3为在对其改造中又揭示一条同期沉淀构造，倾向为230°，现均已对其改造。
三、煤层储量：XX采区工作面走向长600m，倾斜长90m，面积为61280.625㎡平均，平均煤厚为5m，煤层工业储量为413644.2T，回采率按90%，可采储量372279.8T。
四、水文：该工作面地表为丘陵及冲沟，无地表水体。
故受地表水之影响很小。
其上部的13231采空区内的积水以基本放净，唯标高最低处的3/h15m 左右，下巷里段位处断层边缘，放水孔中有出水现象，水量在掘进时无出水现象，但应该预防因采动引发断层滞后突氺。
下巷需留设移动泵坑，F8前需建造环形水仓；合理配备排水设备；发现问题及时处理。
33/min。
m m/min，正常涌水量0.35最大涌水量0.～1.5五、煤层顶底板岩性：1、顶板岩性：工作面直接顶为灰白色中粒石英长石砂岩，厚层状，层面富含云母片，俗称大占砂岩，一般厚度为15～20米。
国阳二矿470水平七采区80706工作面供电说明书技术员主任工程师主任国阳二矿机电工区2005年2月20日一、工作面概况80706工作面位于470水平七采区。
工作面采长170米，顺槽长1330米。
通风系统为一条进风巷一条回风巷。
如图所示，该工作面为低位放顶煤工作面。
截煤使用电牵引采煤机，工作面设前、后工作溜分别将采煤机截煤和放顶落煤输送至顺槽转载机,经顺槽转载机到顺槽头部、二部皮带输至过道溜，输至六采采区皮带进入六采煤仓或输至五采采区皮带进入五采煤仓。
80706工作面高、低压电源均来自七采配，七采配距80706工作面下料巷回风口约120米，距80706工作面顺槽进风口大约290米。
二、供电系统的拟定:80706工作面高、低压电源均来自七采配。
1、其中，进风设设备列车一趟，电源由七采配输出两趟UGSP高压电缆提供，经移动变电站变为1140伏满足采煤机、前工作溜、后工作溜、转栽溜、破碎机、乳化液泵的动力供电要求。
2、另外，在距进风口10米处增设零时配电点，电源由七采配输出一趟UGSP高压电缆提供，经变电站变为1140伏电压满足顺槽进风两部皮带和过道溜的动力电源。
3、进、回风660伏系统由七采配所设315KVA变压器直接提供电源。
4、其余，采区皮带的动力电源，由原动力电源提供，只将原采区皮带加以延长。
三、80706工作面机电设备配备统计表四、短路电流计算本设计的短路电流计算是将各种电缆长度换算为U－502的电缆后，根据换算长度查《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》得到短路电流值，所选各电缆干线短路电流值如下表：五、各用电负荷开关及馈电开关的整定和校验1、控制660V系统总开关BKD9-400Z/660I Q+K X∑Ie=292.5+0.8(＋40.4＋13.7＋2×13＋34＋2×20)=459A取1200A灵敏度校验I(2)d/I z=5368/1200=4.7>1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=1200=3I e实际负荷Ie＝168 A 过流整定为I ze＝0.4 Ie2、控制进风660V系统分路开关DW80-200I Q+K X∑Ie=130+0.8(20＋13＋20)=172.4A 取200A灵敏度校验I(2)d/I z=421/200=2.1 满足灵敏度整定为I zd=2003、头部顺槽皮带1140V系统保护开关BKD9-400Z/1140I Q=1000A 取3I e =1200A灵敏度校验I(2)d/I z=1843/1200=1.53>1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=3I e4、控制进风顺槽二部皮带1140V系统分路开关KDZ-630/1140I Q+K X∑Ie=1000+280A 取1890A灵敏度校验I(2)d/I z=5672/1890=3>1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=1890=3I e 实际负荷Ie＝420A 过流整定为I ze＝0.6 Ie5、控制回风660V系统分路开关DW80-200I Q+K X∑Ie=292.5＋0.5（40.4＋13.7＋13＋34＋20）=350A 取600A灵敏度校验I(2)d/I z=1958/600=3.2>1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=600 A6、控制回风660V系统分段保护开关DW80-200I Q+K X∑Ie=238＋0.5（13＋20）=255A 取300A灵敏度校验I(2)d/I z=475/300=1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=300 A7、1#KJZ-1000/1140馈电开关I Q+K X∑Ie=759＋3×198=1332A 取2500A灵敏度校验I(2)d/I z=5460/2500=2.1>1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=2500 A实际负荷Ie＝794 A 过流整定为I ze＝700 A8、2#KJZ-1000/1140馈电开关I Q+K X∑Ie=1058.2＋250＋（146＋80＋78）=1612A 取2500A灵敏度校验I(2)d/I z=6848/2500=2.8>1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=2500 A实际负荷Ie＝744 A 过流整定为I ze＝700 A9、其他低压开关均根据《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》进行电缆支线保护的计算和校验，结果全部满足供电要求，计算经过略，其整定值如下表：10、动力电源高开的整定1、带设备列车移变KBSGZY－1600/6/1.2高开的整定短路 (I Qe+K x∑I e)/K b I ge=[759+(190+190+190)]/5×300=1.1 取n=2 I e短路校验I(2)d/K b I z=10800/3000=3.6>1.5 满足要求过载按变压器一次侧额定电流192.5A 取0.6 I e 2、带设备列车移变KBSGZY－630/6/1.2×2高开的整定短路 (I Qe+K x∑I e)/K b I ge=[1058+(250+160+146)]/5×300=1.1 取n=2 I e 短路校验I(2)d/K b I z=9316/3000=3.1>1.5 满足要求过载按变压器一次侧额定电流150A 取0.5 I e3、带660V系统的移变KBSG－315/6/0.69高开的整定短路(I Qe+K x∑I e)/K b I ge=[292.5+0.8(＋40.4＋13.7＋2×13＋34＋2×20)]/8.7×100=0.53取n=2 I e短路校验I(2)d/K b I z=5699/8.7×200=3.2>1.5 满足要求过载按变压器一次侧额定电流30.3A 取0.3 I e4、带1140V系统的移变KBSG－800/6/1140高开的整定短路 (I Qe+K x∑I e)/K b I ge=[1000+520]/5×200=1.52 取n=2 I e短路校验I(2)d/K b I z=6061/5×400=3>1.5 满足要求过载按变压器一次侧额定电流76.9A 取0.3 I e六、接地系统1、设备列车前后各设一处长0.75米镀锌铁管接地极。
荥经县正原煤业有限公司荥经县凰仪乡河坪煤厂荥经县正原煤业有限公司2015年7月荥经县正原煤业有限公司荥经县凰仪乡河坪煤厂矿长：徐旭昌总工程师：廖文利生产矿长：周恩君安全矿长：王德光机电矿长：奚红伟编制单位：生技科编制时间：2015年7月批准时间：2015年7月16日会审意见会审地点：荥经县正原煤业有限公司小会议室会审时间： 2015年7月16日主持人：徐旭昌参加人员：廖文利、王德光、周恩君、奚红伟、郑冬成、阙书洪、会审意见经组织对采煤工艺设计书进行会审，经充分讨论后，形成如下意见：1. 审查情况同意1121对拉采煤工作面采煤工艺由原设计采煤机采煤改为截煤机掏槽，放炮落煤以提高块煤率。
2、存在问题及建议（1）补充瓦斯抽采内容。
（2）补充截煤机技术参数。
3.会审结论会审人员审查讨论，，补充完善瓦斯抽采内容、截煤机技术参数后。
编制的《荥经县正原煤业有限公司荥经县凰仪乡河坪煤厂采煤工艺设计说明书》予以通过，按照执行实施。
会审人员签名表姓名职务/职称签名组长徐旭昌矿长/采矿助理工程师（副组长）廖文利总工程师/测量工程师成员王德光安全副矿长周恩君生产副矿长奚红伟机电副矿长/机电助理工程师阙书洪安监科长郑冬成通风副矿长/采矿工程师图纸目录序号图纸目录图号备注1 井上下对照图1:50002 采煤方法图1:503 采掘工程平面图1:20004 通风系统及通风网络图示意5 监控系统设备布置及断电控制图示意6 井下紧急避险及避灾路线图示意7 消防、防尘、及供水施救系统图示意8 压风管路及压风自救系统图示意9 通信联络系统图示意10 井下人员定位管理系统图示意11 井下电气设备布置示意图示意12 一带区变电所供电系统图示意13 井下运输系统图示意14 瓦斯抽放管路图示意目录目录 (4)前言 (5)第一章概况 (5)第一节工作面位置及井上下关系 (5)第二节煤层 (6)第三节煤层顶底板 (7)第四节地质构造 (8)第七节瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况 (8)第八节储量及服务年限 (9)第二章采煤方法 (9)第一节巷道布置 (9)第二节采煤工艺 (11)第三节设备配置 (15)第三章顶板控制 (16)第一节支护设计 (16)第二节工作面顶板管理 (18)第四章生产系统 (27)第一节运输系统 (27)第二节“一通三防”与监控系统 (33)第三节排水系统 (40)第四节供电系统 (40)第五节通讯照、明系统 (41)第六节压风自救系统 (41)第七节瓦斯抽采系统 (41)第五章劳动组织和主要技术经济指标 (46)第一节作业循环 (46)第二节劳动组织 (47)第六章主要技术经济指标 (48)第一节主要技术经济指标 (48)第二节煤质管理 (49)第七章安全技术措施 (50)第一节一般规定 (50)第二节顶板 (51)第三节防治水管理 (66)第四节爆破管理 (66)第五节“一通三防”与安全监控 (72)第六节运输管理 (77)第七节机电管理 (87)第八节其他 (95)前言根据四川省经信委关于《四川省煤矿改扩建项目管理暂行办法》的通知川经函【2008】1191规定，荥经县正原煤业有限公司荥经县凰仪乡河坪煤厂经过几年整合改扩建，投入大量资金，于2013年12月结束建设，2014年1月进入试生产。
第一章工作面简况第一节工作面简况地面位置: 14031工作面对应地表为前柿杭村。
井下位置: 14031工作面东为14011工作面采空区，南为Fz14断层保护煤柱，西为14扩大区运输巷，北为14采区轨道下山。
该工作面地面标高+311.5m～+315.7m，工作面标高+81m～+113m。
该工作面主采二1煤层，走向长330m，倾斜长100m，面积33000㎡；煤层倾角5°～16°，平均倾角10°；煤层厚度0～4.6m，平均煤厚2.2m。
工业储量8.02万吨，可采储量6.85万吨。
14031工作面沿倾斜方向布置，后退式俯斜开采，全部垮落法管理顶板。
14031工作面主采二1煤层，煤呈灰黑色，粉末状，半亮型，原生构造受滑动构造的影响而遭受破坏，层理不清，滑面及磨擦镜面发育，强度较低，煤层结构简单且煤层赋存较稳定，但煤厚两极值变化大，工作面下部煤层较上部煤层厚。
根据本矿14011工作面回采及14031工作面掘进情况分析，该工作面顶板砂岩含水层含水性较强，对工作面回采有较大影响。
预计回采时局部会出现顶板淋水现象，正常涌水量为3m³/h，最大涌水量为10m³/h。
因此，工作面在回采期间必须加强顶板和两巷水路管理，确保巷道在掘进、回采期间水路畅通，加强水情观测，根据需要及时进行探放水。
14031工作面设计工程量：上副巷308m，下副巷利用原14扩大区前期回风巷，切巷113m；设计总工程量：420m。
工作面设计可采长度300m，切巷平均长度97m。
14031工作面上下副巷为拱形断面，采用U25型钢可缩性支架支护，支架间距600mm<中-中）。
瓦斯含量以通风科提供的依据(瓦斯绝对涌出量平均 1.2m³/min >为准。
因此，14031工作面按无突出危险采煤工作面进行管理。
第二节采区简况14采区为双翼下山采区，位于尤氏井田的西部，该采区下部以后告F4断层为界，上部以二1煤+157m等高线为界，沿煤层走向布置走向长壁工作面。
己15-32020综采工作面设计说明书平煤天安五矿总办室2008年9月29日目录第一章工作面概况及危险源分析 (2)第一节工作面概况 (2)第二节危险源分析及采掘工艺采面设计生产能力确定 (2)第二章工作面工程设计 (5)第一节工作面巷道布置 (5)第二节巷道断面支护设计 (6)第三章工作面各生产系统设计 (6)第一节主运输系统设计 (6)第二节辅助运输系统设计 (7)第三节通风系统设计 (7)第四节供电系统设计 (10)第五节供水及综合防尘系统设计 (11)第六节排水系统设计 (12)第七节通讯系统设计 (12)第八节监测监控系统设计 (13)第九节压风自救系统设计 (17)第十节防灭火系统设计 (17)第十一节采面液压系统设计 (18)第十二节采面照明系统设计 (18)第十三节降温系统设计 (18)第四章专项设计 (19)第一节防治煤与瓦斯突出专项设计 (19)第二节瓦斯抽放专项设计 (27)第三节水害防治专项设计 (29)第五章注意事项及主要安全技术措施 (29)第一部分掘进安全技术措施 (29)第二部分采煤安全技术措施 (42)第三部分瓦斯对掘进及回采的影响和瓦斯治理预期效果 (68)第一章工作面概况及危险源分析第一节工作面概况一、采面概况：己15-32020采面位于五矿三水平己二采区西翼第一个区段，为五矿三水平己二采区首采面，是己16、17—32020采面的近距离保护层工作面，东到三水平己二采区下山保护煤柱线，西到三水平己二采区边界，南为二水平己三下延采区未开采井田，北三水平己二采区未开采井田，对应地面为龙山北坡山地，地面上无较大建筑物及水体，工作面回采对地面上建筑物、水体的影响不大。
地面标高+260～+420m，煤层标高在-635～-690m左右，煤层埋深约900～1000m。
己15-32020采面走向长1330米，采长200米，储量56万吨。
二、煤层及顶底板情况：该采面内己15煤层厚度为1.4～1.9m，煤层倾角7°左右，采面设计方位基本上沿煤层等高线，西部机风两巷煤层走向变化较大，呈3°～5°下坡，预计西部发育中小断层或薄煤区。
中国平煤神马能源化工集团有限责任公司平禹煤电公司二矿产业升级改造初步设计说明书（送审稿）平顶山平煤设计院有限公司二〇一一年十月中国平煤神马能源化工集团有限责任公司平禹煤电公司二矿产业升级改造初步设计说明书工程编号：C1057（CYSJ）工程规模：0.6Mt/a院长：总工程师：项目总设计师：平顶山平煤设计院有限公司二〇一一年十月审核人员名单设计人员名单附图目录目录总论 (1)第一章井田概况及矿井建设条件 (7)第一节井田概况 (7)第二节矿井外部建设条件及评价 (9)第三节矿井资源条件 (10)第四节井田勘查程度及开采条件评价 (24)第五节矿井生产现状分析 (25)第二章矿井资源/储量、设计生产能力及服务年限 (32)第一节井田境界及资源/储量 (32)第二节矿井设计生产能力及服务年限 (37)第三章井田开拓 (38)第一节开拓方式 (38)第二节开拓部署 (51)第三节井筒 (52)第四节井底车场及硐室 (55)第四章井下开采 (57)第一节采区布置 (57)第二节采煤方法及工艺 (62)第三节“三下”采煤及村庄搬迁规划 (69)第四节巷道掘进及机械化 (70)第五章井下运输 (73)第一节煤炭运输方式及设备 (73)第二节辅助运输方式及设备 (80)第三节矿井车辆配备 (103)第六章通风与安全 (104)第一节瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算 (104)第二节矿井通风 (117)第三节矿井瓦斯灾害防治 (129)第四节安全避险“六大系统” (131)第五节矿井火灾防治 (135)第六节矿井粉尘防治 (142)第七节矿井水害防治 (152)第八节矿井热害防治 (156)第九节冲击地压 (158)第十节矿山救护 (159)第七章提升、通风、排水和压缩空气设备 (160)第一节提升设备 (160)第二节通风设备 (161)第三节排水设备 (167)第四节压缩空气设备 (181)第八章地面生产系统 (183)第一节煤质及煤的用途 (183)第二节煤的加工 (183)第三节地面生产系统 (184)第九章地面运输 (186)第十章总平面布置及防洪排涝 (187)第一节总平面布置 (187)第二节工业场地防洪、排涝和竖向设计 (189)第三节场内运输 (190)第四节工业场地管线综合布置 (191)第十一章供配电系统 (192)第一节供电电源 (192)第二节电力负荷 (192)第三节输变电 (199)第四节地面供配电 (203)第五节井下供配电 (205)第十二章智能化系统 (210)第一节综合自动化控制系统 (210)第二节安全监控 (214)第三节通信 (217)第十三章地面建筑 (220)第一节设计原始资料和建筑材料 (220)第二节工业建筑物与构筑物 (221)第十四章给水排水 (228)第一节给水 (228)第二节排水 (233)第三节室内给水排水 (235)第四节水量平衡 (235)第五节井下消防及洒水 (236)第十五章采暖、通风及除尘 (239)第一节矿井供热、通风及除尘技术参数 (239)第二节矿井供热、通风及除尘现状 (240)第三节产业升级改造对矿井供热、通风及除尘的需求 (240)第十六章节能、减排 (242)第一节项目能源消耗 (242)第二节节能措施及评价 (242)第三节节水措施及评价 (252)第四节减排 (254)第十七章劳动安全职业卫生与消防 (255)第一节危害因素分析 (255)第二节劳动安全职业卫生 (257)第三节地面消防 (260)第十八章环境保护及水土保持 (261)第一节概述 (261)第二节矿井建设期污染防治措施 (267)第三节矿井生产期污染防治措施及综合利用 (268)第四节生态环境保护措施 (272)第五节机构设置及监测 (274)第十九章建设工期 (275)第一节建井工期 (275)第二节产量递增计划 (277)第二十章组织机构及人力资源配置 (279)第一节组织机构及管理模式 (279)第二节人力资源配置 (281)第二十一章概算投资 (283)第一节概算投资 (283)第二节生产成本估算及财务评价 (286)第三节主要技术经济指标 (291)附录：1、设计委托书；2、豫国土资储备字〔2008〕80号《关于<河南省禹州市河南平禹煤电有限责任公司二矿煤炭生产勘探报告>矿产资源储量评审备案证明》；3、豫环函〔2010〕261号《关于中平能化集团河南平禹煤电有限责任公司二矿（60万吨/年）产业升级改造项目环境影响预评价报告书的审查意见》；4、豫发改能源〔2011〕1168号《关于中国平煤神马集团平禹煤电公司二矿凤翅山矿产业升级改造项目核准的批复》；5、中平办〔2011〕23号《转发省工业和信息化厅关于对中平能化集团所属煤矿2010年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》。
XX煤矿采煤工作面设计说明书1 12022工作面概况12采区所处井田位置、采区边界及邻区情况12采区位于井田南部，其边界范围为，北以+200m二1煤层底板等高线为界，南至二1煤层露头，西以纬线为界，东至井田边界。
采区走向长1400m，倾斜宽410m，煤层倾角平均°，倾斜面积630796m2。
该采区各系统于2010年6月份全部形成，具备安全生产条件，采区工作面接替顺序为：12062→12032→12042→12012→1202212022工作面位置及参数12022工作面为复采工作面，位于12采区上部东翼，上(南)至矿井边界保护煤柱，下(北)为已经回采结束的12042工作面，西为12采区皮带巷保护煤柱(30m)，东至矿区边界。
12022工作面设计走向长500m，倾斜80m，面积为40000m2，煤层平均厚度。
工作面上履地貌、地物标高+423～+512m，井下标高+277～+339m。
12022工作面上部为复耕农田，没有建筑、公路及其它重要的设施，但工作面距离地表较近，在回采后地表可能会出现裂缝或局部塌陷，在工作面回采过程中要经常检查，发现裂缝或塌陷区及时使用黄土进行夯实充填，防止地面雨水倒灌进矿井。
煤层赋存特征二1煤层位于下二叠统山西组下部，全区发育，结构简单，层位稳定。
煤层距其上的大占砂岩平均。
二1煤层顶板为砂质泥岩和泥岩，底板为砂岩。
煤层厚度0～，平均，煤层走向270～273°，倾向0～3°，平均倾角25°，表现为单斜构造。
1.3.1煤质特征：1)、物理性质二1煤为灰黑至黑色，条痕色为灰至棕黑色，呈粉沫状，半亮至全亮型，金刚、似金属光泽，具贝壳状、参差状断口，性脆易碎。
视密度m3。
二1煤层以粉煤为主，宏观煤岩组份不清。
显微煤岩类型以亮煤、丝炭为主。
有机显微煤岩组份含量%，以镜质组为主，有少量半镜质组和惰质组。
镜质组多为基质镜质体、均质镜质体，多呈条带状结构，为煤中其它组份的胶结体，木煤、木质镜质体少见;半镜质组中可见到糜棱状构造，惰质组含量不多，主要为半丝基质体和丝质体，常破碎为弧状和星状，偶见丝质浑圆体和微粒体。
平禹煤电方山分公司白庙矿副斜井
提升系统年检自检报告
按照许平公司通知和《河南省工业和信息化厅关于开展2015年度全省煤矿提升系统年检工作的通知》（豫工信办明电〔2015〕72号）的文件要求，我矿成立了提升机年检工作小组，对矿井的副斜井提升系统进行了全面、细致的自检工作，自检结果报告如下：
1、司机的配备数量和学习取证与培训（培训机构）的情况
2、绞车技术档案管理
3、检修项目措施的贯彻与验收情况
4、执行提升安全管理制度情况的检查
5、技术性能测定情况及关键部件探伤情况
6、各种保护的使用现状
7、钢丝绳使用情况
8、提升系统安全保证措施
1）、加强业务人员的培训，提高业务人员的素质，达到所有人员都能够做到应知应会。
2）、从业人员必须持证上岗。
3）、操作人员要加强责任心，执行操作规程，按章操作。
4）、定期维护，定期保养，计划检修，要求检修人员每班对绞车制动闸盘清洗擦油。
5）、根据提升物料的重量来调整提升数量，煤或矸石3辆车，下井物料重车不得超过4辆，空车不得超过5辆。
6）、保证检修质量（按标准、按措施进行检修），做到“谁检修，谁负责”；“谁验收，谁负责”。
7）、保证各种保护的正常使用，动作灵敏可靠，坚持班班试验，并做好记录。
8）、坚决杜绝设备带病运转。
总之，矿井按照文件精神和要求，以《煤矿安全规程》、《质量标准化标准》、《设备完好标准》对提升系统进行了自查自纠，对不符合标准要求的进行了整改。
并严格落实各项管理制度，强化现场管理，确保年检工作顺利进行。
（冶金行业）平禹煤电公司白庙采煤工作面设计说明书二1-21060综采工作面及瓦斯综合治理设计说明书(修订)平禹煤电X公司白庙矿二00九年四月二十日目录第壹章工作面概况及危险源分析第二章工作面工程设计第三章工作面各生产系统设计第四章专项设计第五章注意事项及主要安全技术措施第壹章工作面概况及危险源分析第壹节工作面概况1、工作面位置21060采煤工作面北临21040采煤工作面，南接21080采煤工作面（未采），西部为井田边界，东靠二水平副暗斜井，工作面标高：-142～-192m，工作面范围75600m2。
21060采煤工作面位于文殊镇贺庙村南，地表为村庄（正在搬迁中）,地面对应标高254～288m，埋深396～480m。
2、邻近煤层我矿开采山西组二1煤层，上部为三煤段，主要岩性为浅灰色灰绿色细—中粒岩屑石英砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，含煤12层，其中仅三9煤偶尔可采，距矿井开采的二1煤层较远（110米）。
下部为壹煤段，主要岩性为砂岩、泥岩和灰岩组成，共含灰岩11层，常见8层，壹煤段含煤10余层，多为薄煤层或煤线，仅壹4煤偶尔达到可采厚度，根据钻孔资料分析，距二1煤层间距为30～87m。
3、区内煤层赋存状况及地质情况煤层走向北东45°，倾向南东，平均倾角29°，根据其临近的21040工作面机巷煤厚变化情况且结合附近钻孔资料分析，该工作面煤层厚度自东北往西南逐渐变大，最薄2.5m,最厚10m，平均6m。
顶板：伪顶：浅灰色，顶面为灰黑色，有细层理，泥质胶结，岩性为粉砂质泥岩，硬度系数为f＝1.8直接顶：特性为浅灰白色，底面为黑色，以石英为主，含云母及黑色矿物，微含炭质，岩屑呈次圆状，硅质胶结，表面含有大量白云母碎片，岩性为中粒砂岩，硬度系数f＝3～5。
老顶：特性为浅白灰色，以石英为主，黑色矿物呈次棱角状，硅质胶结，岩性为细粒砂岩，硬度系数f ＝6～8。
底板：直接底：特性为浅灰色，顶面为灰黑色，有细层理，泥质胶结，岩性为粉砂质泥岩。
老底：特征为浅白灰色，以石英为主，黑色矿物呈次棱角状，泥质胶结，岩性为细粒砂岩4、工作面设计采长及设计能力21060采煤工作面设计可采走向560m，采长120m，平均煤厚3.0m，可采储量26.2万吨。
第二节危险源分析及采掘工艺、采面设计生产能力确定（壹）危险源分析1、瓦斯情况该工作面煤层底板标高-142～-192m，根据矿井煤和瓦斯突出区域划分，该工作面处于煤和瓦斯突出危险区域（－145m以下），因此在巷道掘进及采面回采期间要严格执行“四位壹体”综合防突措施，根据平煤天成X公司2008年2月在机巷车场口测定煤层瓦斯压力为0.88M P，煤层瓦斯含量为7.2m3/t。
2、地质构造根据上部21040采煤工作面掘进及回采期间的资料分析，该采面区域内地质构造简单，在局部地段可能会有小的褶区，对巷道施工及回采无大的影响。
3、水文地质该工作面主要水源为顶板砂岩裂隙水和底板灰岩水，顶板砂岩单位涌水量为0.005升/s。
顶板裂隙水的特点是水压高，水量小，补给不良，经流不畅，易于疏干；底板为太原组灰岩，太原组灰岩上段有L8－L11四层组成，平均厚度为10.79m，L8距煤层平均距离为12.14m，该含水层段厚度薄，储水能力差，动力补给弱，岩溶发育不均壹，下段灰岩含燧石灰岩组成（L1－L4），层位稳定，总厚度平均为19m，L4距二1煤层底板平均46.39m，属底板间接充水含水层，单位涌水量为0.00042－2.07L/s，渗透系数0.0201-19.4m/d，渗透性较强，压力传递快，含水层非均质各项异性明显。
该含水层段下距寒武系灰岩岩溶含水层较近，在断裂带附近会获得下伏含水层水的越流补给，造成采面突水。
21060采面机巷水压预计为3.8M P（21040机巷3.15M P），因此，需对采面底板水文地质异常区进行验证治理工程，同时在机巷低阻异常区内打放水孔进行疏水降压，即可保证采面安全开采。
根据上采面（21040采面）在回采期间的涌水量，预计该采面正常涌水量在50m3/h，最大涌水量80m3/h。
4、煤尘我矿所采二1煤层煤尘具有爆炸性，煤尘爆炸指数15.42－18.23%。
5、矿压根据21040采煤工作面风、机巷在掘进期间的巷道压力情况分析，21060风、机巷在掘进期间巷道俩帮（特别是上帮）会受到矿压的影响，容易出现片帮现象，顶板受矿压影响较小。
在掘进期间应加强顶部及俩帮管理，加强顶板离层观测及俩帮压力观测。
（二）工作面对地面建筑及水体的影响21060采煤工作面位于文殊镇贺庙村南，地面为村庄（正在搬迁中），采面塌陷范围内没有河流及水塘。
（三）回采工艺工作面由于地质构造简单，煤层赋存较稳定。
为实现高产高效，按综采工作面布置，由于煤层厚度为2.5～10m，常见厚度为6.0m左右，因此，采取分层开采。
1、落煤选用M GT Y300/700-1.1D型双滚筒采煤机落煤、装煤，双向割煤。
2、装煤采用煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板进行装煤。
3、运煤工作面采用S G Z—764/500型刮板运输机运煤，运输机道采用S Z Z—730/132转载机运煤，4、支架选型选用Z Y5000-18/38型支撑掩护式液压支架。
5、工作面支护形式液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距1.5m，伸出前梁及掩护梁的侧护板，保持架间无间隙，前梁端面距不超过340m m。
6、端头支护上下端头使用长4mπ型钢梁，壹梁三柱，交替迈步前移，移动步距0.6m。
7、顶板管理采用全部跨落法。
(四)掘进工艺巷道均采用炮掘。
（五）采面生产能力确定Q＝L×D×m×γ×C×N＝120×3.0×3.0×1.4×0.93×0.8=1125(t/d)式中:Q-------------工作面日生产能力，t/dL-------------工作面长度m，取120mD------------工作面日推进度m，取3.0mm-------------煤层平均采高m，取3.0mγ------------煤的容重t/m3，取1.4C-------------工作面回采率，中厚煤层取0.93N------------工作面正规循环作业系数，取0.8。
工作面日生产能力为1125t/d。
（六）瓦斯涌出量预测二1-21061综采工作面瓦斯涌出量预测采用分源预测法。
按照矿井瓦斯涌出构成关系分别对掘进、回采俩个阶段的瓦斯涌出量进行分析预测。
壹、掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面瓦斯涌出量预测采用绝对瓦斯涌出量表达，可分为掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量和掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量俩个方面。
其关系为：q掘=q煤壁+q落煤q煤壁=D×v×q0×（2×（L/v）1/2-1）=9.8×0.017×8.0×10-4×1036=0.14m3／m i n式中：q煤壁——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3／m i n；D——巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中厚煤层，D=2m o，m o为开采层厚度；对于厚煤层，D=2h+b，h及b分别为巷道的高度及宽度，为厚煤层D取9.8m；υ——巷道平均掘进速度，m／m i n，取0.017m／m i n；L——巷道长度，m，取540m；q0——煤壁瓦斯涌出强度，m3／(m2.m i n)，取8.0×10-4m3／(m2.m i n)q落煤=S×v×r×（W0-W C）=S×v×r×（W0-W C）=12.6×0.017×1.4×（8.5-3）=1.6m3／m i n式中：q落煤——掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3／m i n：S——掘进巷道断面积，m2，取12.6m2；υ——巷道平均掘进速度，m／m i n，取0.017m／m i n；γ——煤的密度，t／m3，取1.4t／m3；W0——煤层原始瓦斯含量，m3／t，取8.5m3／t；Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3／t，取3m3／t。
则：q掘=q煤壁+q落煤=0.14+1.6=1.74m3／m i n二、回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24h为壹个预测圆班，采用下式计算。
q采=q开采+q邻近式中：q采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3／t；q开采——开采层相对瓦斯涌出量，m3／t；q邻近——邻近层相对瓦斯涌出量，m3／t，无邻近层。
q开采=K1×K2×K3×K f×（W0-W C）=1.3×1.1×0.8×1.5×（8.5-3）=9.4m3／tK1——围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.1～1.3，取1.3；K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算，取1.1；K3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，取0.8；K f——取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌出系数，取1.5。
则q采=q开采+q邻近=9.4+0=9.4m3／t按日产1500t计，则：q采=9.4/1500/（24×60）=9.0m3／m i n三、回采工作面采空区瓦斯涌出量预测回采工作面采空区瓦斯涌出量为掘进瓦斯涌出量和回采工作面瓦斯涌出量之和的K′倍，K′取0.15。
则：q采空=K′×（q掘+q采）=0.15×（1.74+9.0）=1.6m3／m i n工作面工程设计巷道布置示意图第壹节工作面巷道布置工作面按走向长壁布置，采面布置三条巷道：从上至下依次为风巷、机巷低抽巷、机巷，机、风俩巷沿二1煤层顶板布置，低位巷布置在距二1煤层地板7m以下的上段灰岩内。
①机巷低抽巷：机巷低抽巷：从机巷A点处以276°方位、+4°坡度施工斜巷47ｍ，进入煤层底板7m后再以231°方位、+2.78°坡度施工500ｍ机巷低抽巷(其中在施工至B点时以37°方位、+22°50坡度施工上山85m和21060风巷专用回风巷贯通，作为21060机巷低抽巷在掘进期间的专用回风巷)，机巷低抽巷及切眼低抽巷内施工钻场20个（深度4ｍ），工程量88ｍ，总工程量为：712ｍ。
②机巷：从车场内开口，先以225°方位施工车场28m，然后以276°方位、+8°坡度施工斜巷44m，然后完善机巷回风和运输系统，工程量243m，最后以231°方位沿煤层顶板施工机巷587m到达切眼位置，总工程量：902m③风巷：从21040机巷口向西12.5m处以138°方位沿煤层顶板施工下山22m，然后以231°方位、+2.78°坡度施工风巷580m,后以135°方位沿煤层顶板施工下山120m和21060机巷贯通（风巷回风在21060风巷车场内施工，方位角282°，坡度+12°，工程量64m，开口位置距专回口10m）工程量：786m。
