新密永祥煤业有限公司25采区初步设计
新密永祥煤业有限公司25采区初步设计
学生姓名__________________________
系(部)__________________________
专 业__________________________
指导教师__________________________
年 月 日
摘 要
本设计的采区面积为1.02平方千米，年产量26万吨。井田内煤层赋存比较稳定，煤层倾角8-20°，平均煤厚7m，采区南北走向长2160m，东西倾斜宽120～560m，面积1.02km2。开采标高为-30—-150m，煤层埋藏深度为250m—370m。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井决定采用两斜井一立井上下山开采，煤层采用采区上下山联合布置的开拓方式，设计采用炮采放顶煤回采工艺，走向长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。并对矿井运输、矿井提升、矿井排水和矿井通风等各个生产系统的设备选型计算，以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要求，完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。
关键词：
斜井 走向长壁 炮采 放顶煤 一次采全高 跨落法 高产高效
Abstract
This design 1.02 square kilometers of mining area, the annual output 26 million tons. Within the occurrence compartmentalized is stable and the coal seam 8-20 ° Angle, average coal mining north-south thick 7m, 2160m tilt width, things long 120 ~ 560m km2, area 1.02. Mining elevation - 30-150m, coal seam 370m 250m - for buried depth. According to the actual situation of geological information compartmentalized exploration and ways to prepare the preliminary design, this mine decided to adopt two inclined shaft mining, on a mountain to climb the mountain by mining coal seam, the pioneering way joint layout design using 8700-2 top coal caving mining technology, toward the longwall mining methods with all cross fell method, handle goaf. And the mine mine mine elevator, transportation, drainage and mine ventilation etc. Each production system, as well as calculation of equipment type selection of mine safety technical measures and environmental protection request, to complete the whole mine the preliminary design. All realize mechanization mine, the adoption of advanced technology and reference has realized high yield and high efficiency, realize the modernization of the experience of a mine mine mine a high yield and high efficiency to achieve good economic and social benefits.
Key words:
Shafts Toward the longwall While mining methods Top coal caving Cross fell method High yield and high efficiency
目 录
第一章 采区概况及地质特征 3
第一节 矿区概述 3
第二节 采区概况及地质特征 4
第二章 矿井现有生产概况 10
第三章 采区开采 11
第一节 采区范围及储量 12
第二节 采区生产能力及服务年限 14
第三节 采区准备巷道的确定 15
第四节 采区回采工作面数目及生产能力 16
第五节 采区巷道掘进及巷道工程量 16
第四章 采煤方法 18
第一节 采煤方法 18
第二节 工作面生产系统及设备 19
第三节 循环方式、劳动组织及技术经济指标 20
第五章 采区机电设备 23
第一节 采区下山提升设备 23
第二节 矿井及采区通风设备 24
第三节 采区排水设备 25
第四节 采区压风系统 29
第五节 采区供电与通信 30
第六节 采区安全生产监测监控 35
第七节 采区通信 36
第六章 采区通风 36
第一节 风量计算与风量分配 36
第二节 风量调节的方法和措施 41
第一节 瓦斯灾害防治 41
第二节 粉尘灾害防治 46
第三节 采区防灭火 47
第四节 采区防治水 51
第五节 顶板灾害的防治 53
第六节 提升运输事故的防治 55
第七节 电气事故的防治 56
第八节 职工职业病预防 57
第九节 避灾路线与自救 58
前 言
本次毕业设计是在河南新密市永祥煤炭有限公司所收集的矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井12采区进行的初步设计。
煤矿开采技术毕业设计是煤矿开采技术专业全部教学进程中的最后一个环节。作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查，它主要是考查学生这四年来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。
设计的过程中的指导思想是：坚持以技术经济合理为中心，贯彻少投入，多产出，提高效率，缩短施工工期和确保安全生产的指导思想;结合煤矿现有生产系统情况，优化采区布置，做到布局合理、生产集中、环节简单、系统完善;尽量利用矿井已有设施、设备，减少投入，提高矿井经济效益坚持企业经济效益和社会效益并重的原则，注重水土保持和生态平衡。
设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯彻《矿产资源法》、《煤炭法煤炭工业技术政策》、《煤炭安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。
本设计以《煤矿开采设计指导书》为依据，严格按照《安全规程》的要求，采用工程技术语言，对矿井的开拓、准备、运输、提升、排水、通风等各个生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正!
第一章 采区概况及地质特征
第一节 矿区概述
一、自然地理与交通位置
1、交通位置
新密市永祥煤炭有限公司(原155煤矿)位于河南省新密市岳村镇任岗村境内，西距新密市8.5km，东北距郑州40km，东南距新郑25km，行政区域隶属新密市岳村镇管辖。(新)郑(新)密铁路自井田中部通过，北部临(新)密杞(县)公路、郑(州)(新)密公路，西距密县火车站8km，东距宋寨车站3km，宋(寨)大(平)铁路专用线李家寨车站位于井田东南部，本井田交通条件十分便利。详见交通位置图，图1-1-1。
图1-1-1 交通位置图
2、地形、地貌
本区属嵩山东麓的低山丘陵区，井田北高南低，全部为黄土覆盖，冲沟发育，皆为干沟，只有雨季有短时雨水流过，雨后即干。地面标高海拨200m～240m，最低处188.5m，最高处242.63m。全区均为第四系黄土覆盖，仅局部地段有第三系泥灰岩出露。本区属淮河流域，双洎河水系。
二、气象、地震
本区属典型大陆性气候，夏季炎热多雨，冬季寒冷干旱，春秋多风。年平均气温14.3℃，12月至翌年3月为霜冻期，最大冻土深度15cm，最大积雪深度18cm。元月最冷，极端最低气温-18.2℃。七月最热，极端最高气温44.6℃。年平均降水量658.4mm，最大降水量1207mm，降水多集中在7、8、9三个月，约占全年降水量的60%。年平均蒸发量1400mm，春、夏、秋以东北风，南风为主，冬季以西北风为主，最大风速可达28m/s。
本区有记录以来，未发生过强烈地震，矿区为六级地震裂度区。
三、水源、电源
水源：本矿生活用水水源为第四系浅水井。生产用水为矿井排水经净化处理后供井下各地点使用。
电源：分别来自观音堂、刘寨及芦沟三个变电站。
四、区域经济和建设材料
本区农业主要种植小麦、玉米。其次为油菜、大豆、花生、芝麻等经济作物，基本靠天收获，灌溉面积有限。工业以煤、建材、耐火材料、造纸为主要支柱产业，改革开放以来，本区工业产品的发展带动了运输业的日益兴旺。
建设材料：除钢材需从外地购进以外，其它建材如水泥、沙、石子、砖、木材等均可从本地区就近解决。
第二节 采区概况及地质特征
一、采区概述
25采区位于矿井东南部，与原11采区相接，东部为井田边界，南部为郑密线铁路保护煤柱，西部以井筒煤柱为界。采区南北走向长2160m，东西倾斜宽120～560m，面积1.02km2。开采标高为-30—-150m，煤层埋深在250m—370m。地面位置：25采区地面对应位置为赵家门村。井下位置：25采区位于副斜井东部，北部为技改前11采区采空区，南部为郑密线铁路保护煤柱，为矿井东部边缘采区。开采水平在+20m左右，煤层厚度为5-9m，东西走向。采区内由于地质滑动构造使底板缺失，可能造成底板突水。同时由于采区北部为原11采区，采掘过程中会过老巷，老空水的防治也是一个重要的问题。
二、地质特征
1、地层
区内煤系基底为寒武系和奥陶系，煤系地层为石炭系、二迭系，上覆地层为第三系、第四系。
(1)寒武系(∈)为灰色、深灰色白云质灰岩，鲕状灰岩，厚达几百米，致密坚硬，岩溶发育，但不均一。
(2)奥陶系(O2)：灰色石灰岩，致密、顶部为薄层泥质灰岩，厚近百米，岩溶发育但不均一，只见马家沟组，与下伏地层呈假整合接触。
(3)石炭系：主要为深灰色生物燧石灰岩，中夹砂岩、泥岩、砂质泥岩，煤层、煤线，本组统称为一煤组。其中仅一1煤局部可采。底部由浅灰、青灰色铝土质泥岩、铝土矿、铁质粘土岩组成。该系总厚为80-95m，与下伏地层呈假整合接触。
区内石炭系、奥陶系地层多有缺失，缺失厚度不等。严重的，两组地层几乎全部缺失。
(4)二迭系(P)
①山西组(P11)
区内本组由灰、深灰色砂岩、泥岩、砂质泥岩、煤层组成，含煤1-3层，其中二1煤为主要开采对象，煤层厚度稳定，普遍可采。全组厚60m左右，与下伏地层呈整合接触。
②石盒子组(P12+ P11)
由灰、黄、灰绿、紫红等杂色砂岩、泥岩、砂质泥岩及粉砂岩等组成，含薄煤层，但均不可采，区内本组厚度100m，本井田内基本不见。
(5)第三系(R)：由灰白色泥灰岩及钙质泥岩，钙质粉砂岩组成，底部有厚度不稳定的砾岩层，全系厚90-120m，与下伏地层呈角度不整合接触。
(6)第四系(Q)：上部为黄土、下部为红色亚粘土，局部为流沙层，厚5-30m。与下伏地层呈角度不整合接触。
2、构造
根据三维物探资料和生产揭露，区内的构造特征是受滑动构造影响局部底板缺失，煤层厚度和产状变化大。
断层
DF25断层(马武砦断层)
该断层位于采区东南，走向北东—南西，倾角北西，为东南升，西北降，落差大于100m的正断层。
(2)滑动构造
原155煤矿南部边界为石板坡断层(补10孔附近)，后经采矿揭露煤层并未断开，仅二1煤层底板以下地层缺失，局部煤层底板直覆于寒武系之上，经物探查明为一滑动构造。受该滑动构造的影响，井田内煤层底板破碎、厚度变薄，很易发生突水事故。
3、煤层及煤质
(1)煤层
井田内煤层走向为北东～南西，倾向南东、倾角8-20°，平均14°，煤厚0.40～11.00m，平均厚度4.09m，煤层赋存基本稳定，但厚度和产状变化大，其变化趋势为中、东部较稳定，西、西南部变化大。
(2)煤质：经测定二1煤视密度为1.35-1.46t/m3，平均1.40t/m3;灰分Ag-8.5%，挥发分V-11.75%，内在水分W-1.46%，发热量7679卡/kg，胶质层厚Y值为0，粘性一般为粘着到弱粘着，曲线平缓下降型，全硫含量Sg-0.3%。属贫煤，可做动力用煤和民用煤。
三、水文地质
1、主要含水层
本区主要含水层共有五层，自下而上依次为：(1)奥陶系(包括寒武系)灰岩岩溶裂隙含水层，厚度达几百米，是本区对矿井安全构成威胁的主要水源。其岩溶发育不均，但在断裂发育地段及褶曲轴部岩溶发育强烈，富水性强，目前水位标高在+70m上下。(2)石炭系薄层灰岩岩溶裂隙含水层，岩溶发育不均，分上、下两个含水层段，上段为L7-8灰岩岩溶裂隙含水层，平均厚度8.38m，上距二1煤底7.2m，因层薄，富水性较弱，为二1煤底板直接充水含水层。下段L1-3灰岩，厚度为12m左右，与上段灰岩之间有砂泥岩段隔水层相隔，富水性较上段强，与下部O2或∈灰岩关系密切，并一起成为矿井主要水害水源。(3)二1煤层顶板砂岩裂隙含水层，为煤层顶板直接充水含水层，水量不大，只要疏排措施得当，管理到位，就不会对矿井生产产生危害。(4)第三系泥灰岩岩溶裂隙含水层，岩溶虽较发育，但厚度有限，且距煤层较远，只会对煤层顶部砂岩含水层起补给作用，不会对矿井安全有直接影响;(5)第四系砂砾石孔隙水，因发育不均，厚度小，富水性差，仅对煤层顶部砂岩含水层有补给，且距煤层较远，故对二1煤安全生产不会产生不利影响。
2、主要隔水层
二1煤顶板隔水层为砂质泥岩、泥岩，厚度0～10m，一经采动，即遭到破坏，起不到隔水作用。
煤层底板隔水层对矿井安全至关重要，区内底板隔水层为砂质泥岩、泥岩，厚0.14～15.06m，平均7.2m，正常情况下具一定的隔水能力。如果变薄(小于4-6m)，或受断层破坏，则起不到隔水作用，会对矿井安全生产造成威胁。
3、断层的水文地质特点
本井田的四面边界有三面是断层，由于断层性质各异，对矿井而言，其水文地质特点也各不相同。区内的DF25断层(马武寨断层)，落差大于100m，井田内煤系地层与对盘的煤系底板地层(即奥陶系或寒武系地层)对接，所以应视为补水边界。
4、地表水
地表无常年径流，只有干冲沟，降水时有短时流水，雨后即干，对矿井充水无大的影响。
5、充水因素分析
根据本矿水文地质条件，矿井充水因素分析如下：
1地表水对矿井充水的影响，因地表皆为干沟，既无常年积水水体，也无常年径流，仅在雨季有短暂水流，所以地表水对矿井充水影响不大。
2煤层顶板砂岩水对矿井充水的影响：煤顶含水层是矿井直接充水水源，属必须疏干对象，由于顶板含水层水量不大，多呈淋水，或以小股状水形式涌入矿井。只要加强对该水的疏导管理即可确保工作场所安全。
3二1煤底板L7-8灰岩水：该层水为底板直接充水含水层，其本身水量不大，易于疏排。但往往因底板缺失断层、水压等因素，使C3下部的L1-3和O2灰岩水发生水力联系，出现O2灰岩水补给该层突入矿井，故对该含水层应采取防治措施。
4二1煤板底以下的L1-3和O2灰岩水：该层水富水性强、水量大、水压高，两者之间水力联系密切，往往是同时经L7-8灰岩含水层突入矿井，造成严重的水害事故，甚至淹井。
5老窑、老空水：因本区煤层埋藏较深，区内没有老窑，仅有本矿井开采的采空区，采空区边界、积水量、水压清楚，因此在采掘过程中只要积极进行探放，就不会对矿井安全生产造成影响。
6、水文地质类型及采区涌水量预计
据以往勘探程度及该矿以往生产实际揭露所获得的资料，依据《矿井水文地质规程》，该区水文地质类型应划分为中等，即以底板充水为主，中等岩溶充水矿床。
依据该矿多年的涌水资料和目前生产实际，采用比拟法预计采区涌水量，其值为：正常涌水量60m3/h，最大涌水量为150m3/h。
7、开采技术条件
(一)煤层顶底板
1、顶板：二1煤层直接顶板为灰色泥岩、砂质泥岩，厚度一般为5～10m，老顶为灰白色中～粗粒砂岩，层位稳定，岩石致密坚硬，节理较发育，属较易跨落岩层。
2、底板：二1煤层底板为泥岩、砂质泥岩，夹薄层细砂岩，平均厚7.2m。开采过程中遇水易膨胀，发生底鼓，给安全生产带来困难。
(二)瓦斯
据原《三九一五五部队崔沟矿井简易初步设计说明书》中叙述，经钻孔测试，沼气含量为0.038～2.50m3/t，二氧化碳含量为0.018～0.405m3/t。根据新密市永祥煤炭有限公司出具的2006年度瓦斯等级鉴定报告知：矿井相对瓦斯涌出量5.165m3/t.d，绝对瓦斯涌出量3.34m3/min，属低瓦斯矿井。
(三)煤层自燃、煤尘爆炸危险性
1、据化验资料该矿二1煤层含硫量为0.30%，若通风不良温度升高，有可能引起煤层的自燃发火。相邻矿井裴沟煤矿曾多次发生煤层自燃现象。根据2004年8月平煤集团通风实验室对该矿所采二1煤层自燃倾向等级鉴定报告知：自燃倾向等级为Ⅱ类，属自燃煤层。
2、煤尘爆炸危险性
据平煤集团通风实验室2004年8月对其所采二1煤层所做煤尘爆炸危险性鉴定报告知：该矿煤尘具有爆炸危险性。
3、地温
据本矿及相邻矿实际资料，矿井地温正常。
第二章 矿井现有生产概况
一、矿井开拓生产方式
矿井开拓方式为斜井多水平。主斜井提煤兼作安全出口，副斜井升降人员、提矸、下料等辅助提升任务，兼作安全出口，西风井为回风井兼安全出口(梯子间)。井下2万余米巷道，其中锚喷巷道7100m, “U”型钢支护巷道4200m，矿用工字钢支护巷道9000余米，采煤工作面采用单体液压支柱、悬移支架支护。采用长壁或伪倾斜长壁放顶采煤法。
二、安全通风系统
矿井采用中央边界抽出式通风，主、副斜井进风，西风井回风，风井地面安装FBCDZ-6-№17A型对旋轴流式通风机两台，一备一用，井下巷道构筑有各类连锁风门47组，通风系统健全稳定可靠。
三、提升运输系统
主斜井465m、断面8.82m2，采用DSJ80/15(40)/2×132S型胶带输送机，承担提升任务。付斜井447m、断面6.63 m2，采用JK-2.5×2.0型矿用提升绞车，串车单钩提升方式，承担提升矸石、物料，XRB-15型人车升降人员。
井下铺设DSJ650型胶带运输机32架，全长5680m;刮板输送机29架，全长2120m，轨道运输巷安装有JWB55型无极绳绞车400m，+120大巷1200米，采用CCG3/600型矿用防爆柴油机车运送人员及物料。
四、供电系统
矿井供电电源为4回路，分别为新密市观音堂110KV变电站八板、刘寨35KV变电站六板、芦沟变电站11板和裴沟变电站25板，并与各电源主管单位签订供用电协议， 6KV电压入井供电。
五、防治水
全井田通过三维物理探测和瞬变电磁，查明井田地质属底板滑动构造，底板严重缺失，煤层直接压水。按照我矿专家组意见，人工再造底板。投资400万元购进300钻机3台、150钻机5台，成立专业人工再造底板队伍;成立物探队，购进直流电法仪;以直流电法井下巷道超前探测为指导，实行“长探与短探相结合，物探与钻探相结合”的原则，成功探放老空积水10余万方。被省煤炭工业局评为先进集体。
矿井主要排水系统，水仓容量3100 m3，安装有5台MD280-43×6型水泵及2台D85-45×5型水泵，备用排水井安装250QJ160-140/210排水泵8台，12采区安装有2台MD280-43×6型水泵，矿井正常涌水量320m³/h，排水能力达3000 m3/h。
六、安全监控系统
安装KJ101N型监测监控系统，井下安装各类探头传感器63台，其中甲烷传感器36台，温度传感器13台，一氧化碳传感器9台，风速传感器5台。安装KJ133型人员定位系统。
七、环境保护、消防、洒水、防尘系统
投资400余万元建立矿井水处理系统，采用穿孔旋流反应斜管沉淀，净水能力320m3/h;在工业场地设有一套接触氧化法污水处理设备，煤场安装自动喷水阀门45处。
消防水取自地面高位消防水池，消防水池容量为204m3，井下每50米设喷水阀门洒水，井下设降尘水幕19处，隔爆水槽8处，隔爆水袋15处。
第三章 采区开采
第一节 采区范围及储量
根据永祥煤炭有限公司综合勘探报告及井下采掘揭露资料，本井田内二1煤层煤厚0.40～11.00m，平均厚度为4.09m，倾角8°～20°，平均14°，煤的视密度为1.4t/m3。根据豫国土资储备字[2005]093号《关于<河南省新密市永祥煤矿资源核查报告>矿产资源储量评审备案证明》
一、估算方法及参数确定
(1)估算方法
依据煤炭系统—般处理原则，采用地质块段法估算资源量，各块段资源量之和即为总资源量。
其计算公式为：
Q=S M·d·Secα·
式中：Q—块段资源量，t;
S—块段平面积，m2;
α—块段内煤层平均倾角，度;
M—块段内平均煤厚，m;
d—煤的视密度，t/m3。
(2)参数的确定
煤层厚度：参与本次储量估算的煤厚点为钻孔及巷道揭穿煤厚点真厚的算术平均值(即钻孔及巷道揭穿煤层垂厚乘上煤层倾角余弦值)。
视密度：二l煤层视密度为1.4t/m3。
煤层倾角的确定：用图解法在块段内不同地段求取煤层倾角，然后取其平均值作为该块段煤层倾角。
二、资源储量估算结果
依据上述原则，共计算获得保有地质储量512.56万t，其中122b储量234.26万t，占46%;采区可采储量175.7万t。，符合要求。详见表3-1-1。
三、安全煤柱
1、井田边界保护煤柱：按规范规定留设20m;
2、采区边界保护煤柱：按规范规定留设10m;
3、断层及采空区煤柱：一般留设20～50m。
当断层及其它煤柱与井田边界煤柱重叠时，以断层及其它煤柱为主计算，保护煤柱类型归入断层及其它煤柱，两者不重复计算;
4、采区下山保护煤柱：根据煤层厚度一般留设30m。
25采区二l煤层资源储量估算结果表
表3-1-1
四、可采储量
根据采区内保有地质储量512.56万t，扣除井田边界、采区边界、断层及采空区等各种永久保护煤柱损失之和278.3万t，获得采区设计储量234.26万t；设计储量减去采区下山等主要巷道保护煤柱，考虑采区采出率，共获得可采储量175.7万t。可采储量占保有资源储量的34.3％。
采区生产能力及服务年限
一、工作制度
采区年工作日为330d，每天三班作业，两班出煤，一班维修，每天净提升时间为14h。
二、采区设计生产能力及服务年限
根据采区可采储量175.7万t，煤层赋存条件及其它开采技术条件，构造复杂程度、水文地质条件等因素，确定采区设计生产能力为26万t/a，采用1.4的储量备用系数，则采区服务年限
第一节 采区准备巷道的确定
一、采区巷道布置
1、采区形式。由于开采单一煤层设计采区为单翼，单翼走向长度为500米。
2、采区下山。根据采区每层的赋存状况及采区的地质构造条件，对采区的下山巷道布置提出两种方案。
第一方案：双岩上山。在煤层底板以下10米的底板岩层中布置轨道下山与皮带下山，轨道下山通过石门与煤层联系，两条下山相距30米。
第二方案：双煤下山。在煤层中布置两条下山间距30米。
3、区段巷道。由于煤层平均厚度在4-9米，属中厚煤层，可以一次采全高，有本区煤层条件，在21011下付巷下一个采区采煤时继续使用，故作为岩空留巷使用。
二、方案比较
根据已提出方案及方案比较原则，方案相同部分不再比较。所以仅就采区下山及联络巷投资费用进行比较。
方案的技术比较见表3-3-1
采区方案经济比较见表3-3-2，采区方案经济技术比较汇总见表3-3-3。
根据经济比较结果，两方案费用相差不大。考虑到巷道掘进难易程度和减少岩石工程量，有利采区尽早投产等因素，确定采区设计采用第二方案，两条下山都布置在煤层中。
三、采区巷道参数
本次设计的25采区，位于井田东翼11采区下部，属单翼下山采区。
设计从现有主斜井延伸下部向东南掘进460m作为25采区皮带下山，在原主井延伸二联巷向东南掘进490m作为25采区轨道下山，在原+70轨道运输巷向下掘进362m作为25采区回风上山。
25采区设计伪斜布置两条下山，自北向南分别为：轨道下山、皮带下山。皮带下山和轨道下山和主要在煤层中沿底板伪斜布置，两条下山设计斜长和倾角为：轨道下山490m，其中上部平车场20m，(顶板岩巷)、下段470m(煤巷);运输下山460m。皮带运输巷和轨道运输巷都采用u型钢梁加喷射混凝土支护巷道，具体参数设计如下：
1、选择巷道断面形状
年产26万t矿井的主要运输大巷，服务年限在10年左右，采用600mm 轨距的单轨运输大巷，因属于煤巷，净宽在4米，故选用u型钢梁与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。
2、确定巷道净断面尺寸
(1)查表可知1.0t矿车宽880mm、高1150mm。
根据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽c = 1500mm、非人行道宽a = 520mm。又查表得：该巷双轨中线距b = 1100mm，则两矿车之间距离
1100 -(880/2+880/2)= 220mm
故巷道净宽为
B = a1+b+c1 =(520+880/2)+ 1100 +(880/2+1500)= 4000mm
(2) 确定巷道拱高h0
半圆拱形巷道拱高h0 = 4000/2 = 2000mm。
半圆拱半径R=h0 = 2000mm
(3)确定巷道壁高h0
1、按矿车要求确定h0
由查表知半圆拱形巷道断面壁高计算公式：
式中
hb——道碴高度hb= 220mm;
b2 ——轨道中线与巷道中线间距，b1 = B/2-c1 = 2110-3500/2 = 360mm;
——砟面起1.6m水平处，运输设备上缘与拱壁间距
≥700mm，即保证有700mm宽的人行道。
综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1200㎜。则巷道高度
H = h0- hb + h0
= 2200-220+1200 = 3200㎜。
3、确定巷道净断面面积S和净周长P
净断面积S = B(0.39B+h2)
式中：
h2= h0- hb = 2000-220 = 1780 mm。
故 S = 4000×(0.39×4000+1780)= 13.3㎡
净周长P = 2.57B+2h2 = 2.57×2000+2×1780 = 8700㎜ = 8.7m
4、用风速校核巷道净断面面积
由下表
巷道允许的最高风速 m/s
巷道名称最低最高
架线电机车巷道1.0 8
知Vmax = 8m/s，已知通过通过大巷风量Q = 38m3/s，代入式
V = Q / S = 38/ 13.3 = 2.9 m/s < 8 m/s
得：设计的大巷净断面积、风速没有超过规定值，可以使用。
其他的采区巷道布置及有关参数详见采掘工程平面图和表4-4-1。
二、采区硐室布置
采区上部为轨道下山绞车房及其上部平车场，在采区中部轨道与皮带下山之间设采区变电所，在采区下部顶板岩层中设采区水泵房和水仓，采区涌水可以通过下山水沟自流到采区水仓。
设计在采区中部轨道下山、皮带下山之间设置采区变电所，变电所硐室长60m，采用半圆拱断面，“U”型钢加锚喷支护。
设计在采区下部设置采区水泵房、水仓。水泵房与运输、轨道和回风下山巷道连通的出口有两个，其通道各设置防火和防水密闭门2座，矿井突水时可以关闭密闭门，以保证水泵房不被淹没而继续排水。排水管路通过管子道及皮带下山敷设。管子道上出口高度高于水泵房地面7m以上。
采区水泵房长55m，水仓距水泵房岩柱宽度15m。泵房采用半圆拱断面，锚喷支护，设计安装3台排水泵，预留2台水泵位置。
该采区预计正常涌水量60m3/h，最大涌水量150m3/h，按《煤矿安全规程》规定，采区水仓总容量应不小于60×4=240m3。设计主仓容量1200m3，副仓容量500m3，采区水仓有效总容量为1700m3，大于4h正常涌水量，符合《煤矿安全规程》的规定。水仓采用人工清仓，装入矿车后外运。
水仓、通道采用半圆拱断面，料石砌碹支护，支护厚度250mm。
采区硐室布置及有关参数详见采掘工程平面图和表4-4-1。
第一节 采区回采工作面数目及生产能力
正常生产期间，25采区布置1个炮采工作面、2个掘进头和与之相配套的生产系统，来保证采区及矿井产量。
为了保证采区的正常接替，25采区开采结束之前，应尽早组织力量布置后续接替采区生产系统，以保证矿井采掘正常接替和稳定生产。
25采区炮采工作面的生产能力：
A=采高×工作面长度×年推进度×容重×工作面采出率
=6.26m×60m×495m×1.4t/m3×93%=24.2万t/a
采区年生产能力：
1个炮采工作面生产能力加上10%掘进出煤，采区年生产能力为26.6万t/a，大于采区设计产量，满足设计要求，能够保证采区产量26万t/a。
第二节 采区巷道掘进及巷道工程量
一、巷道断面和支护形式
巷道断面的确定以满足运输、通风、行人要求为前提，保证一定的安全间隙。采区轨道石门、采区轨道下山上段及上部车场、采区运输下山上段等巷道布置在顶板岩层中，采用半圆拱断面，“U”型钢锚喷支护。采区回风上山、采区轨道下山下段、采区运输下山下段、区段顺槽等巷道布置在煤层中，采用梯形断面、矿用工字钢支护。采区变电所、水泵房采用半圆拱断面，锚喷支护。水仓采用三心拱断面，锚喷支护。
主要巷道及硐室断面参数详见表4-4-1。
二、掘进工作面个数及掘进设备
为满足采面正常接替需要，配备2个煤巷掘进头，采掘面头比为1：2。
掘进施工方法：钻爆法掘进。煤巷掘进面设备有风煤钻、调度绞车、局部通风机、探水钻及小水泵等，满足探水、掘进、排水及运输、通风要求。岩巷掘进面设备有凿岩机、调度绞车、局部通风机、探水钻及小水泵等，满足探水、掘进、排水、运输、通风要求。岩巷采用气腿式凿眼机打眼，煤矿许用炸药，毫秒延期雷管光面爆破，耙斗式装岩机装岩，1t矿车运岩。所出矸石经轨道下山、付井延伸车场，经副井串车提至地面。
掘进头配备SGZ-1A型探水钻两台，电机功率11kw，钻杆长度100m。
三、投产时的巷道工程量
投产时巷道工程总长度为3257m，其中岩巷380m，占11.7%;煤巷2877m，占88.3%;巷道及硐室掘进总体积36162m3，其中岩巷8358m3，占23.1%;煤巷27804m3，占76.9%。
采区巷道及硐室参数表
表4-4-1
第四章 采煤方法
第一节 采煤方法
一、采煤方法的选择
矿井开采二叠系山西组二1煤层，煤层倾角10°～20°，平均15°，井田内煤层埋藏深度约100～450m左右，开采标高-250～+150m。煤层结构简单，无夹矸。井田范围内除局部受断层影响煤层变薄外，大部分可采。煤层直接顶为灰色泥岩，老顶为大占砂岩，属较稳定型顶板。煤层底板为泥岩或砂质泥岩，厚度10m左右，遇水易膨胀，其下为L7、L8灰岩或寒武系灰岩，含水丰富，开采时有突水危险。煤层瓦斯含量较低，属低瓦斯矿井。
根据矿井地质条件和煤层赋存状况，结合矿井生产技术管理水平，设计采用倾斜长壁或伪倾斜长壁采煤法，单一长壁或放顶煤开采，采用放炮落煤，单体支柱配∏型钢梁支护，全部陷落法管理顶板。
二、工作面采、装、运方式及设备选型
回采工作面选用DW-22/100型单体液压支柱配合2.4m∏型钢顶梁，采用倒悬臂错梁直线柱，对子棚交错迈步前进，对棚柱距0.6m，循环进度1.0m，放顶煤开采，采放比为1：2.1。回采工作面液压泵站型号为XRB2B(两泵一箱)，采用ZMS-1.2A湿式煤电钻打眼，放炮落煤人工攉煤，开切眼采用SGW-620/40T型可弯曲刮板输送机运输。工作面运输巷铺设1部SGB-620/40T型刮板运输机配二部DSJ-650/22皮带运输机，工作面回风巷铺设轨道，由调度小绞车牵引1t标准矿车担负辅助运输任务。
三、采煤工作面有关参数
回采工作面放顶煤开采，采高6.26m，回采工作面运输巷和回风巷沿煤层伪倾斜布置，开切眼设计长度60m，煤层倾角8°～21°左右，年推进度495m。
第二节 工作面生产系统及设备
一、工作面生产系统
1、运煤
工作面刮板运输机→下付巷转载运输机→下付巷皮带输送机→运输下山皮带输送机→主斜井皮带→地面煤场
2、运料
地面→副斜井→副斜井延伸车场→采区轨道下山→采煤工作面上付巷→工作面
3、通风
主斜井、副斜井→采区皮带下山→工作面下付巷→工作面→工作面上付巷→采区轨道下山→采区回风上山→轨道运输巷→西风井→地面
4、排水
工作面涌水→运输顺槽水沟(临时水仓)→采区轨道下山水沟→采区水仓→采区泵房水泵→采区皮带下山排水管→中央水仓→井底泵房水泵→副斜井排水管→主斜井排水管→地面污水处理系统净化→工业水池利用，多余水排放。
二、工作面设备配置
工作面采、装、运、支护等主要设备见表5-2-1。
工作面设备配备一览表
第三节 循环方式、劳动组织及技术经济指标
一、循环作业方式
1、循环方式
工作面每天完成1.5个循环，每循环进尺1.0m。
2、作业方式
工作面采用“两采一准”作业方式，工作面每进尺1.0m，放顶一次，每天完成2个循环。其采煤班主要工序为落煤、攉煤、铺网、支护、移架放顶、移溜等工作，准备班主要工序有防突检验、机电设备检修、巷道支架回收和超前支护、做缺口等工作。
二、劳动组织形式及人工配备
1、劳动组织形式
工作面采用综合工种分段作业，工作面长60m，共分5段，每段12m。平均每段配4名工人。
2、工人出勤表(见表5-3-1)
三、工作面技术经济指标
1、工作面生产能力
①循环产量
A循= 60×6.26×1.0×1.4×0.93= 525.8(t／循环)
②日产量
A 日=A循×1.5=788.8(t／日)
⑧月产量
A 月=25× A日=19719(t／月)
(4)年产量
A年=330×A 日=260304(t／a)
2、工作面直接工效
工作面直接工效：日产量/日出勤人数=788.8/72=11（t／工）
其它指标详见工作面技术指标表5-3-2。
工作面经济技术指标表
表5-3-2
工作面经济技术指标表
表5-3-2
序号名称 单位数量
1工作面走向长m525
2工作面倾斜长m60
3工作面伪斜长m65
4煤层厚度m6.26
5工作面伪倾角度26
6回采面积㎡32376
7工作面可采储量万t28.37
8煤层生产能力t/㎡8.76
9循环进度M1.0
10日循环个数个1.5
11循环率%80
12日产量t788.8
13月产量T19719
14月进度m37.5
15回采工效t/工11
16最大控顶距m3.4
17最小控顶距m2.4
18放顶步距m1
19回采率%93
20工作面回采期月14
21循环出勤人数人48
22炸药消耗量Kg/万t167
23雷管消耗量个/万t1116
24坑木消耗mg/万t5
25梁柱消耗%0
26乳化油消耗Kg/万t120
27荆笆消耗个/万t5580
28椽子消耗根/万t11160
29塑料网消耗 ㎡/万t1125
第五章 采区机电设备
第一节 采区下山提升设备
该矿煤炭运输方式和系统为：工作面运输顺槽胶带运输机将煤运至运输下山胶带运输机，上运至主斜井大倾角胶带运输机，主斜井胶带运输机运至地面。
井下矸石、材料、设备运输采用轨道辅助运输方式。
矿井运输方式详见运输系统示意图。
一、运输下山提升设备选择
采区运输下山选用DSJ-65/20/2×22P型上运胶带输送机2台接力提升，胶带输送机参数：设计运输生产率150t/h，带速1.6m/s，胶带宽度650mm，配防爆电动机2台，功率22KW，电压660V。
DSJ-65/20/2×22P型带式输送机技术参数如下：
输送量：150t/h
带速V=1.63m/s
带宽B=650mm
电动机：JDSB-22
电机功率：22KW
输送长度：400m
六、提升能力验算
年提煤能力计算为：
A=330×21×100/1.5=46.2万t/a
式中：330—一年设计330天工作;
10—每天21h净提升工作时间;
1.5—运输不均衡系数;
100—每小时平均提升能力，取150t/h的75﹪。
富裕系数46.2 / 26=1.77﹥1.2，可满足年产26万t/a的采区提煤要求。
二、轨道下山提升设备选择
25采区轨道下山斜长490m，平均倾角15°，提升方式采用单钩串车提升，担负采区提矸、下料及设备等辅助提升任务，经计算选择一台JTB-1.2型矿用防爆提升绞车，其主要技术参数如下：
绳速：1.6m/s
钢丝绳直径：21.5mm
滚筒直径：1200mm
滚筒宽度：1000mm
电机功率：55KW
容绳量：660m
第二节 矿井及采区通风设备
一、通风方式及通风系统
矿井通风方式为中央边界抽出式通风，通风系统为主、副斜井进风，专用西风井(立井)回风，形成了完整独立的通风系统。
西风井已安装FBCDZ-NO.22B型防爆对旋式主要通风机两台(一备一用)，配YBF-355M-8型电机，功率2×160KW，风量4800～5400m3/min，静压1800～1400pa。通风机设计有倒转反风功能，矿井反风效率为63.4%。根据焦作工学院2003年10月通风能力核定报告，矿井通风能力为0.4818Mt/a，单台单级运行情况下，矿井总进风量1460m3/min，矿井总通风阻力82mmH2O柱(800 pa)，通风等级孔1.01m2，矿井通风难易程度属中等，主要扇风机可以满足目前矿井生产需求。
井下通风设施齐全，风门两道正反向均进行联锁;掘进工作面局部通风实现双风机，双电源，自动倒台和“三专两闭锁”。目前采煤工作面配风360m3/min，煤巷掘进头配风200m3/min，矿井总回风瓦斯浓度0.06%,采掘工作面一般不超过0.2%。
25采区生产时，由主、副斜井、运输及轨道下山、运输顺槽进风，清洗工作面后，由轨道顺槽、25采区回风上山、集中轨道运输巷、专用回风立井回风。
二、掘进通风及硐室通风
为保证采煤工作面的正常接替，设计配备2个掘进头，采掘面头比为1∶2。
由于掘进巷道为独头通风，为有效地冲淡并排出掘进产生的有害气体和粉尘，掘进工作面采用局部扇风机压入式通风，乏风进入专用回风下山。
井下硐室独立通风，采用风窗调节通风，乏风直接引入回风流中。
三、局部扇风机
该矿现有YGT-11kw局部通风机6台，YGT-28kw局部通风机12台，2×15kw局部通风机3台，局扇装备有 “三专两闭锁”装置，具有“双风机、双电源、自动倒台”功能，风筒设置合理。
掘进通风采用矿方原有的YGT-28型局部通风机即可满足掘进通风的要求。
第三节 采区排水设备
该矿井底车场已设置井底水泵房和水仓等硐室，并且已经安装5台主要排水泵。设计在25采区下部设置采区水泵房、水仓，设计安装MD155-30×8型排水泵3台。
采区涌水通过下山水沟或工作面下付巷临时水仓排至采区水仓，采区水泵向上排水入大巷水沟，自流入井底水仓，由井底水泵房主排水泵向上排水至地面，形成矿井二级排水系统。
一、采区泵房排水设备
一、设计依据
正常涌水量： 60m3/h
最大涌水量： 150m3/h
排水高度： -140-(+50)=190m
瓦斯等级： 低瓦斯矿井
二、设备选型
(1)水泵型号、台数
水泵必须的排水能力：
正常涌水时排水量：
水泵选配电机功率180KW，电压660V，满足要求。
三、排水时间
正常涌水时，一昼夜排水时间为：
Tr=24Q1/(n1Qn)=24×60/(1×155)
=9.3<20h
最大涌水时，一昼夜排水时间为：
Tm=24Qm/(nmQmn)=24×150/(2×155)
=11.6<20h
式中：n1—正常涌水时，工作水泵台数，1台;
nm—最大涌水时，工作水泵台数，2台;
Qn—正常涌水时，单台水泵小时排水量，155m3/h;
Qmn—最大涌水时，单台水泵小时排水量，155m3/h。
正常涌水时1泵1管工作，排水能力155m3/h，日排水时间9.3h;最大涌水时2泵2管工作，排水能力310m3/h，日排水时间11.6h，均满足《煤矿安全规程》的规定。
二、采区水仓
该采区正常涌水量60m3/h，最大涌水量150m3/h，按《煤矿安全规程》规定，采区水仓容量应不小于60×4=240m3。设计主仓容量1200m3，副仓容量500m3，采区水仓有效总容量为1700m3，大于4h采区正常涌水量，能满足采区涌水量和排水要求，符合《煤矿安全规程》的规定。
三﹑防水设施
防水设施主要是设置防水密闭门。下山采区排水泵房的安全出口有两个，连接通道设有密闭门，万一发生矿井突水时可以关闭密闭门以保证水泵房不被淹没而继续排水及撤出人员。
一、防水密闭门设置地点
防水密闭门设置在采区排水泵房通往采区下山通道内。
二、设计计算结果
密闭门长度：防水密闭门硐室通用设计水压7104Pa，加固厚度0.45m。结合密闭门安装需要，将加固厚度定位0.6m.
密闭门长度：根据1986年通用设计长度为4.5m
密闭门宽度：根据密闭门的宽度和两边各加安装电缆管的宽度确定。
密闭门长度：根据密闭门的高度与硐室结构要求确定。
三、施工及管理要求
硐室采用混凝土砌筑，混凝土强度等级不低于C20。采用100mm厚混凝土铺底。混凝土强度等级不低于C10。密闭门外5m内巷道必须砌碹或采用不燃性材料支护。
第四节 采区压风系统
一、设计依据
生产期间25采区基本上为煤巷，只有顶板绕道巷和一些硐室为岩巷或半煤岩巷。因此按一个掘进头选择风动设备和压风设备，并作为压风自救供风设备。
主要风动设备：凿岩机、喷浆机并作为压风自救等。
二、压风设备选择
由于该矿生产期间用气量较小，且集中在井下一个岩巷(或硐室)掘进头。以前生产中该矿在井下-100m运输大巷设置一个空气压缩机房，布置VFY-9/7-KB型空气压缩机三台，其中两台工作，一台备用，电机功率55kW，设有ADB-250综合保护装置。
目前，该矿已在地面工业广场新装LG-20/8G型空气压缩机4台，压力10×105Pa，排气量20.2m3/min，配套电机功率132kW，电压380V。压风管分别采用Φ101.6mm、Φ76.2mm、Φ50.8mm、Φ25.4mm钢管，管路采用管接头连接。压风管由主斜井、-100m运输大巷铺设至16采区。压风管除了供应风动设备用气外，还兼作压风自救供风管路。
本次16采区设计利用地面新装的空气压缩设备作为采区的风动设备动力源及压风自救装置风源。
三、 压风自救系统
为了防止可能产生的瓦斯事故，在25采区生产时，利用设计的生产压风装置，建立供安全使用的压风自救系统。本设计选用ZY-1型压风自救装置，其系统供气压力：0.3～0.7MPa，呼吸器调节压力范围：0.05～0.1 MPa，呼吸器供气量范围：30～110 L/min，供气方式：地面压风站。
压风自救装置的安装范围主要是采煤工作面的上、下风巷及掘进工作面，其风源来自位于地面工业广场的压风站。
对压风自救系统必须由专人进行管理，定期对呼吸袋及管路、阀门等进行清理和维修。在生产时，压风机应一直保持运转状态，使管路内始终有要求的气压。
掘进工作面的压风自救装置必须采用随班跟进的方法，每班交接班时必须检查自救装置的运行状况。
第五节 采区供电与通信
一、采区用电负荷
一、采区用电总负荷统计
采区设计用电负荷统计见表6-5-1。根据采区用电负荷统计，采区总装机容量990.5KW，正常涌水量时总工作容量639.5KW，最大涌水量时总工作容量749.5KW。采区电力负荷计算结果如下(括号内为最大涌水量时负荷)：
计算有功功率：401.35(478.35)kW
计算无功功率：258.63(297.9)kvar
计算视在功率：478.09(564.53)kVA
功率因数：0.831(0.835)。
二、采区用电分负荷统计
根据有关规定，在采区供电中，对局部扇风机、瓦斯抽放泵等设备须使用专用变压器、专用线路供电。
故采区用电分负荷统计的结果为(最大涌水量时的视在功率)：
局扇负荷：60KVA
瓦斯抽放泵负荷：82.32KVA
生产用负荷：422.21KVA
二、采区供配电
矿方目前已有KBSGZY-500/10/0.69型变压器一台、KBSGY-315/10/0.69型变压器一台、KBSG-T-100/10/0.69型变压器一台。本次16采区供电设计，利用原有的一台KBSGZY-500/10/0.69型号的变压器，做为主用变压器，利用原有的一台KBSGY-315/10/0.69型号的变压器，做为备用变压器。利用原有的一台KBSG-T-100/10/0.69型变压器作为局扇专用变压器使用。另选用一台KBSG-T-100/10/0.69型变压器作为瓦斯抽放泵专用变压器使用。
16采区变电所设在采区中部，由井下中央变电所10KV高压下至采区变电所。采区主要低压设备采用660V电压等级供电。
16采区变压器选择见表6-5-2。
三、井下低压配电系统
井下主要动力设备采用660V电压供电，手持式电气设备采用127V电压供电，井下照明采用127V电压。因此采区变电所以660V电压向运输下山第二部胶带机、采煤工作面、运输顺槽、轨道顺槽及掘进头设备等用电负荷供电。属于16采区的轨道下山绞车、运输下山第一部胶带机等设备，由于距运输大巷很近，还利用运输大巷附近老变电所供电。其余采区电器设备均由16采区变电所供电。
一、干线、支线电缆选择
干线电缆：MYJV42-10000 3×50 1300M
支线电缆：由各馈电开关向分组用电设备供电的干线电缆，考虑到机械强度及固定敷设的需要，主要选用MVV22-1000型煤矿用聚氯乙烯绝缘电缆。
二、配电设备
根据《安全规程》的有关规定，采区须选用矿用防爆型配电设备。考虑到目前矿上还有12台BGP47-10矿用隔爆高压真空配电装置，故高压入线开关不再更换型号，使用BGP47-10防爆开关。采区变电所低压配电总开关选用具有漏电保护功能的BKD型馈电开关，其它分线开关使用矿上已有的矿用隔爆型的DW80
型开关。
由于井下低压防爆开关的使用数量较多，根据《煤矿安全规程》的有关规定，对该类防爆控制供电设备及附件的选择和使用主要考虑优先使用矿上已有的设备且遵循以下原则：
(1)低压母线入线及联络控制，选用BKD5-630Z/660、BKD5-400Z/660型矿用隔爆漏电保护(智能型)真空馈电开关。
(2)视所带负荷及用途的需要，支线馈电开关选用BKD5或DW80型矿用隔爆自动开关。
(3)一般用电设备的控制，如刮板输送机、喷雾泵站、小水泵等使用矿上已有的QBZ-80/660或QBZ-120/660型磁力起动器。
(4)需要反转的设备，如回柱绞车、调度绞车的控制，选用QBZ-80N或QBZ-120N型磁力起动器。
(5)对超过40kw的大功率设备，如下山皮带、排水泵等，选用具有断相保护功能的BQD4型真空磁力起动器。
(6)局扇因需要装设风电闭锁装置，选用QBZ-80型磁力起动器，而不选用手动开关。
(7)煤电钻控制选用具有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的BZZ-4型煤电钻综合保护装置。
(8)照明和信号控制选用具有短路、过载和漏电保护功能BZ80-2-5Z型照明信号综合保护开关。
矿井原有防爆开关、防爆启动器应按照新的井下供电系统设计，配套使用在相关电器设备上。数量不足或者没有的，应予以补充购置。
三、井下固定照明及保护接地
井下照明电源引自采区变电所，照明变压器为BZ80-2-5Z、660/127V，照明电压为127V，照明灯具为DSG35/127型，照明电缆为YC-500型。
采区保护接地应遵照《煤矿安全规程》第482～487条的有关规定设置，使井下形成一个完整的保护接地网。主接地极应在主副水仓中各埋设1块。变电所、装有电气设备的硐室、每个低压配电点、连接动力电缆的金属连接装置等地点，均应安装局部接地极。所有电气设备的保护接地装置(包括电缆铠装、铅皮、接地芯线)和局部接地极装置，应与主接地极连接成一个总接地网。
第六节 采区安全生产监测监控
本矿井为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险，煤层不易自燃。为了准确及时地了解井下环境状况，防止恶性事故的发生，并为生产调度及时提供各种设备的运行状况，有效地指挥生产，25采区利用矿井设置的KJ101N型煤矿安全生产监控系统，满足矿井安全及生产监测的需要。
根据《煤矿安全规程》《矿井通风安全监测装置使用管理规定》的相关要求布置各类传感器。
一、回采工作面传感器选型及配置:
25采区配有1个采煤工作面，传感器选配如下：
一、在工作面回风巷中(回风顺槽距回采面10m处)，设置智能低浓度瓦斯传感器，其报警值为≥1%CH4，断电值为1.5%CH4，断电范围为工作面及其回风巷中全部非本质型安全电气设备;复电值为<1%CH4。
二、在回采工作面回风巷中(回风及运输顺槽尾部距联络巷15m处)设置一氧化碳传感器。
三、在回采工作面馈电开关处设置馈电传感器
二、掘进工作面传感器选型及配置
井下采区共配有2个煤巷掘进工作面，传感器的选配如下：
一、在掘进工作面中(距掘进头5m内)，设置智能低浓度瓦斯传感器，其报警值为≥1%CH四、断电值为≥1.5%CH四、断电范围为掘进巷中全部非本安电器设备，复电值为<1%CH4;
二、掘进工作面设置馈电状态传感器及断电控制器，实现送风、电气设备和瓦斯浓度构成风—电—瓦斯闭锁;
三、在掘进工作面的回风流中，设置智能低浓度瓦斯传感器，其报警值为≥1%CH四、断电值为≥1.0%CH四、断电范围为掘进巷中全部非本安电器设备，复电值为<1%CH4;
三、其它地点传感器的选型及配置
一、在总回风巷的测风站附近设置风速传感器、CH四、CO传感器;
在胶带机的机头机尾硐室各设置一套DMH自动灭火系统和CO、WD传感器。
二、设备开停传感器配置
工作面和运输顺槽运输设备1个;
下山胶带运输机2个;
轨道下山绞车1个;
水泵房3个;
掘进头局扇4个。
三、风门状态5组。
四、传感器的调校及维修
安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。各类传感器应按使用说明书要求定期调校。安全监测设备发生故障时应及时处理，在井下连续运行6～12个月，须将井下部分设备运到井上进行全面检修。
各类传感器备用量按使用量的10～25%考虑(注：至少一个)，并适当考虑不可预见因素。
第七节 采区通信
矿井安装了一部JSY-2100型程控电话交换机，并与外线连接。
程控电话交换机装机容量160门，调度室至各分站设中继线，电话可直接进行井上下联系。通讯网选用KYVD型自承式电话电缆，并与室外照明同杆架设。
井下通讯选用GB-3A型隔爆共电式电话机，安装在井底车场、轨道上山，采掘工作面等地点，确保井上、下联系，电话电缆选用HVYV31型。
第六章 采区通风
第一节 风量计算与风量分配
根据《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》知，矿井风量，可分别按照瓦斯涌出量、使用炸药量和井下最多工作人员进行计算，取其中的最大值确定矿井的需风量，确保工作面安全生产和良好的工作环境。
(一)按最大班下井人数需风量进行计算
Q矿井=4NK=4×150×1.15=690m3/min=11.5m3/s
式中： Q矿井——矿井总供风量，m3/min
4——每人每分钟供风标准，m3/min.人
N——井下同时工作的最多人数，人，根据生产情况，本矿最多每班入井人数为75人，考虑到交接班时，故井下最多人数按150人计算。
K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风率和分配不均匀等因素。采用压入式或中央并列式通风时，可取1.20-1.25;采用中央分列式或混合式通风时，可取1.15-1.20;采用对角式或边界式通风时，可取1.10-1.15。上述备用系数在矿井产量T≥90×104t/a时取小值;T<90×104t/a时取大值。根据本矿特点取1.15。
(二)按瓦斯涌出量及总回风流中的瓦斯浓度不超过0.75%计算
Q矿井=100×T×q瓦×K/(0.75×24×60)
=0.0926×T×q瓦×K
=0.0926×910×5.165×1.9
=826.94m3/min
≈13.78m3/s
式中： Q矿井——矿井总供风量，m3/min;
T——矿井平均日产量，取910t;
q瓦——矿井瓦斯平均相对涌出量，取5.165m3/t.d;
K ——风量备用系数，取1.9。
(三)按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算
Q矿井=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K
式中： Q矿井——矿井总供风量，m3/min;
∑Q采——回采工作面实际需风量的总和，m3/min;
∑Q掘——掘进工作面实际需风量的总和，m3/min;
∑Q硐——独立通风硐室实际需风量的总和，m3/min;
∑Q它——除采掘硐室外其他需风量的总和，m3/min。
K——矿井通风系数，取1.15。
1、回采工作面需风量计算
回采工作面按瓦斯(二氧化碳)涌出量、工作面温度、同时工作的最多人数、炸药用量分别计算，取其中最大值，并用风速验算。
①按回采工作面瓦斯涌出量计算
Q采=100q采绝×KCH4m3/min
=100×3.34×1.5=601.2m3/min
式中：Q采―回采工作面需要风量，m3/min;
q采绝―回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，
取3.34m3/min;
KCH4―采面瓦斯涌出不均衡通风系数，炮采1.4～2.0，
取1.8;
②按回采工作面温度选择适宜的风速进行计算
Q采=60×V采×S采×Ki
=60 ×1.8×6.4×1=691.2m3/min=11.52m3/s。
式中： V采―回采工作面风速,取1.8 m/s;
S采―回采工作面的平均断面积，6.4㎡;
Ki—工作面长度系数;取1;
③按回采工作面同时作业人数计算需风量
Q采≥4N m3/min
Q采≥4×60×2=480m3/min=6m3/s。
式中：N—井下同时工作的最多人数，按交接班时计算，每班60人;
④按回采工作面炸药消耗量计算需风量
按一次最多炸药消耗量计算：
Q采≥25A
Q采>25×10.0=250m3/min。
式中：A—一次爆破炸药取最大用量10.0kg
取最大值，即按回采工作面温度选择适宜的风速进行计算取值，回采工作面风量为691.2m3/min。
⑤回采工作面风速验算：
《煤矿安全规程》规定，采面最高、最低风速为4 m/s和0.25 m/s。
则最大风量：
Qmax= V采×S采=4×60×6.4=1536m3/min
则最小风量：
Qmin= V采×S采=0.25×60×6.4=96m3/min
而Q=691.2m3/min有：
96m3/min<691.2m3/min<1536m3/min
满足《规程》关于风速的规定。
故回采工作面风量取最大值691.2m3/min。
2、掘进工作面
采区按2个煤巷掘进工作面配备风量;每个掘进工作面供风量：300m3/min。本矿井设计12采区布置两个煤巷掘进工作面。
故∑Q掘=2×Q掘=2×300=600 m3/min。
3、硐室需风量
硐室用风量：25采区绞车房120 m3/min，25采区变电所120m3/min，25采区泵房120m3/min。
∑Q硐室=120+120+120=360m3/min
4、其他需风量
其他用风量主要考虑皮带运输平巷、轨道运输平巷等巷道的通风，设计配风180 m3/min。
∑Q其他=180m3/min
5、矿井总需(供)风量
根据以上计算，矿井总需(供)风量计算如下：
Q矿井=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)×K
=(691.2+600+360+180)×1.15
=1858.2m3/min=30.97m3/s。
综合以上计算，考虑本矿井风路较长，且矿井需风点不集中以及采区需风量的不均衡性等因素，本变更设计确定矿井需风量为38 m3/s。
(四)风量分配
风量分配原则是分配到各用风地点的风量，不低于计算出的需风量。使各用风地点的风速符合《煤矿安全规程》规定。矿井技改完成后的初期为主、副斜井同时进风，通过皮带运输巷及轨道运输巷进入12采区，由西风井回风。根据矿井实际情况，设计主斜井进风量为17m3/s，副斜井进风量为21m3/s。
矿井最小负压时期风量分配表
表5-2-2
用风地点实际配备风量(m3/s)作业点个数
工作面121
变电所2.01
泵房2.01
绞车房2.01
掘进头2×82
其它41
合计38
矿井最大负压时期风量分配表
表5-2-3
用风地点实际配备风量(m3/s)作业点个数
工作面121
泵房、变电所3.01
绞车房3.01
掘进头2×82
其它41
合计38
第二节 风量调节的方法和措施
矿井通风设施主要有井口防爆门、风门、调节风窗等设施。
防止矿井漏风的主要措施：
1、风井井口配备防爆门，正常情况下起密封井筒作用。万一井下发生爆炸事故时，防爆门被气流冲开，降低爆炸冲击波对风机的破坏性。
2、通风设施保证质量，加强管理，每组风门设施至少要有两道，均为正向和反向风门组成，满足反风要求，风门要深入巷道围岩内，砖砌门墙要用水泥砂浆抹面。风门不得设置在斜巷内。
3、通风设施齐全，设有风门、调节风窗等，能有效地控制风向和供风量;所有通风设施要牢固可靠，并要加强管理和维修，保证正常使用。
4、进、回风巷道间应保持一定的距离，尽量少开联络巷道。
降低风阻的主要措施：
1、选择摩擦阻力系数较小的支护方式，注意施工质量和维修质量，尽可能使井巷壁面平整光滑。主要井巷可以采用料石砌碹支护方式;对于锚喷支护的巷道要使壁面平整;对于用棚子支护的采区巷道，要使支架整齐、背好帮顶。
2、适当扩大井巷断面，会显著降低井巷摩擦阻力。
3、注意降低局部阻力，即尽可能避免巷道断面突然扩大或缩小;避免拐90°的弯，在拐弯处的内侧和外侧要做成斜面或园弧形，拐弯半径尽可能加大;避免突然分叉和突然汇合，在分叉和汇合处的内侧要做成斜面或园弧形。对于风速大的局扇风筒，要悬挂平直，拐弯的弯曲半径尽可能加大。
4、在主要运输巷道内不得随意停放车辆、堆积木材或器材，巷道要定期清理拥塞的杂物。
第七章 安全生产措施
第一节 瓦斯灾害防治
该矿属低瓦斯矿井，根据平煤集团通风实验室鉴定结果，煤尘具有爆炸性，煤层不易自燃。随着开采深度的增加，瓦斯含量和涌出量会有所增大。
该矿在采掘过程，应加强矿井通风和瓦斯监测工作。煤层掘进工作面实行双电源、双风机和风电、瓦斯电闭锁，杜绝隐患，以免造成不应有的损失，保证矿井安全生产。
一、预防瓦斯事故技术措施
一、坚持贯彻执行《国务院关于预防煤矿安全生产安全事故的特别规定》和《关于坚决整顿关闭不具备安全生产条件和非法煤矿的紧急通知》文件精神以及主管部门的有关部门指令、文件等，树立职工安全生产意识，提高安全觉悟。健全安全、通风及专门档案机构，配齐有关人员，加强安全领导工作。明确各职能部门的职责，强化通风、生产、技术、机电等各职能部门的管理职责。
二、加强对工人预防瓦斯知识教育，提高职工安全管理素质，增强工人对瓦斯事故的认识和矿井的抗灾能力。
三、加强通风设施管理，减少漏风，合理布置通风线路，提高有效风量，合理计算和分配风量，保证采、掘工作面及各硐室有符合《规程》要求的足够风量，对不符合《规程》要求的风路、风速要及时调整，完善掘进工作面装备系列化。
四、班组长以上管理干部入井必须随身携带便携式瓦斯报警仪，所有入井人员必须佩带自救器，以增强矿井抗灾能力。
五、巷道贯通时严格按照《贯通措施》和《煤矿安全规程》之有关规定执行。
六、搞好机电设备标准化，保证机电设备完好率，严禁失爆电器入井。
七、严禁在无风、微风或瓦斯超限情况下作业。
八、巷道接近地质变化带、采空区及老巷前，必须加强有害气体检查，杜绝在瓦斯超限情况下作业。
九、各特殊工种必须经过专门技术培训，考试合格后，方能持证上岗。
十、加强通风管理，在制定掘进巷道作业规程时，合理设计确定风量、巷道断面等有关技术参数，保证掘进期间和以后的通风服务需要。掘进工作面的局扇安装必须符合规程要求，风筒严禁有漏风现象，并指定专人负责管理，实行分班挂牌管理制度。
十一、采煤工作面上风巷、下机巷超前支护不应少于20m。失修巷道要及时维修、清理，保证通风断面。
十二、瓦斯检查员应尽职尽责，对每班的瓦斯浓度及其它有害气体检查不得少于2次，必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写检查班报，每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。必须在井下指定地点交接班，并有记录可查，不准空班、漏班、假报数据。工作面CH4浓度检查必须执行“三对照 ”原则。瓦斯浓度超过《规程》规定时，瓦检员有权令现场人员停止工作，并撤到安全地点。瓦斯日报和通风调度日报送公司总经理、公司总工程师审阅。
十三、加强通风设施管理，对有损的通风设施必须及时修理，严防风流短路。
十四、因临时停电或其他原因造成局部停风时，严禁在停风或瓦斯超限的区域内进行作业。
十五、采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%，必须停止电钻打眼，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%，严禁爆破。
十六、采掘工作面及其他作业地点风流中，电动机及其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止作业，切断电源、撤出人员，进行处理。
十七、采掘工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间体积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m以内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
十八、临时停工的地点，不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏揭示警标，禁止人员进入，并向公司调度室报告。
十九、使用局扇通风的工作面，不得停风，因检修，停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源，恢复通风前，必须检查瓦斯，只有在局扇及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启风扇。
二十、局扇因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%和最高CO2浓度不超过1.5%，且符合第二十条开启局扇的条件时，方可人工开启局扇，恢复正常通风。停风区中瓦斯浓度超过1.0%或CO2浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和CO2浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。
二十一、加强通风管理，使井下各地点瓦斯浓度不超过《规程》规定，是防止瓦斯积聚和爆炸的一项极为重要措施，必须做到以下几点：
(1)建立合理、完善的通风系统，做到稳定，连续的向井下所有地点供风，并保持足够的风量。
(2)实行分区通风。
(3)及时建筑和管理好通风构筑物，要保证规格质量，并经常检查维修。以保持完好，根据需要及时调整风量。
(4)加强局部通风管理。
(5)巷道贯通后及时调整通风系统，严防风流短路或风量不足引起瓦斯积聚。
(6)及时处理局部地区积聚的瓦斯。
二十二、防止引燃瓦斯对防火的要求应采取以下措施：
(1)防止出现明火。
(2)防止出现电火花。
(3)防止出现炮火。
(4)防止出现其他火源。
(5)井下使用的电气设备必须符合《规程》的要求。
二十三、加强和搞好瓦斯管理是防止瓦斯爆炸的关键环节，必须做到以下几点：
(1)健全机构，完善制度，配足瓦斯检查人员，还必须建立一套较完善的瓦斯检查与管理制度，并认真执行。
(2)强化现场瓦斯检查，处理局部瓦斯积聚，严禁超限作业。
(3)建立安全监测机构，按规定安设瓦斯检测报警断电装置，并及时检查维护，保证灵敏可靠和正常运行。
(4)严格执行《规程》有关瓦斯检查与管理的各项规定，严格执行“一炮三检”制度，巷道贯通以及盲巷管理等规定都必须严格遵守。
二十四、掘进工作面的局部通风机应采用三专供电，也可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，但每天应有专人检查一次，保证局扇可靠运转。
三、隔爆水棚设计
隔爆措施主要是设置岩粉棚、水棚，撒布岩粉，自动式防爆棚以及隔爆水幕等，起到隔爆的作用。本设计主要采用水棚作为隔爆措施，其原理是利用水在爆炸高温下汽化为雾带并吸收爆炸时产生的大量热量、熄灭火焰并阻止爆炸波的传播。
一、隔爆水棚的结构与选型
我国现在使用的水袋主要是40L规格，采用具有一定强度，耐温95度以上聚乙烯、苯乙烯复合帆布等材料制作。
二、水棚的计算与布置
①总水量
G=g×s=200×5.5=1100L
式中：G—总水量，L;
g—每平方米巷道所需水量，主要巷道400 L /m2，一般巷道200 L /m2;
s—巷道断面，m²。
②每架水袋水量
设计选用水袋，每个容量40 L，每架2个水袋80 L;
③水棚架数
1100
÷80≈14(架) 取14架
④水棚区的长度与布置
水棚区的长度
L=n·c=14×2=28m
式中：L——水棚区的长度，m;
n——水棚的架数，架;
c——水棚的间距，本设计按2m。
隔爆水棚布置方式有集中布置和分散布置，本设计采用分段集中布置方式，采区连接运输大巷、回风大巷的各石门各1处;采煤工作面运输顺槽、轨道顺槽各布置2处;掘进工作面每头1处。共需布置7处，每处隔爆水棚长28m，各布置14架水棚。
三、水棚的安装
架设高度不小于1.8m，需要挑顶、扩大巷道断面，水棚应保持同一高度;水袋边缘与巷壁、支架不小于0.2m。距巷顶大于0.6m;每一架水棚之间的间隙与水袋同支架或巷道壁之间的间隙之和小于1.5m;水棚的棚区长度为28m。
四、水袋的架设
水棚是由水袋和支撑水袋的托架组成，可用角钢或槽钢焊接而成，然后再固定在巷道或金属支架上。
五、水棚给水系统
水棚给水系统同洒水系统相连，应定期检查给水系统。
第二节 粉尘灾害防治
该矿属低瓦斯矿井，根据平煤集团通风实验室鉴定结果，煤尘具有爆炸性，煤层不易自燃。因此本设计按煤尘具有爆炸性危险进行设计，采取必要的防治措施。生产中应采取有效的防、隔爆措施，确保职工与矿井安全。
一、设置消防洒水管路系统
该矿制定了矿井综合防尘制度和防煤尘爆炸措施，在地面工业广场建有200m3的地面消防洒水水池，通过副斜井敷设的Φ108mm钢管路至井下，分接Φ50.8mm钢管通达井下所有作业地点。本次25采区设计主管道继续使用原来的消防洒水系统，对采区内的管路重新进行了布置。防尘管路每隔50m设立了三通阀门，煤炭的转载点设有洒水喷雾装置，形成完善的消防降尘洒水管网。
二、预防煤尘事故的技术措施
一、建立矿井综合防尘机构，健全防尘措施制度，完善防尘洒水系统，组织广大职工认真学习《煤矿安全规程》，认清粉尘危害，提高防尘意识。
二、采煤工作面放炮必须使用水炮泥，凡采煤工作面人员，必须佩戴防尘口罩。
三、皮带煤仓上口、所有溜子、皮带及采煤工作面机头等各个转载点处及采面回风巷，掘进巷道等井下各个煤炭运输及转载部位均安设有防尘供水管路和喷雾设施，这些防尘降尘设备的使用、管理与维护由机电队及采、掘、修区队具体负责。
四、矿井所有煤仓、溜煤眼都应保持一定的存煤，不得放空，溜煤眼不得兼作风眼使用。
五、掘进岩巷、半煤岩巷、煤巷时，都必须采用湿式凿眼，冲刷壁帮，使用水炮泥和放炮后洒水喷雾。如果采用干式凿眼必须采取捕尘措施。
六、加强通风管理、合理分配风量，严格控制采面风速，减少煤尘事故发生。
七、对井巷定期进行清扫，冲洗巷壁，所有运输巷、回风巷中必须洒布岩粉，防止煤尘飞扬。
八、在矿井主要回风巷必须安装有固定岩粉棚或隔爆水幕等防止粉尘事故扩大设施，应在采煤工作面回风巷设置隔爆水棚，其容水量：主要水棚400kg/m2 ,辅助水棚200kg/m2。
九、煤矿要组织县级以上卫生部门，定期对职工进行全面尘肺病检查，并建立职工健康档案。
十、严格按照(《煤矿安全规程》第151条～156条之相关规定执行。
三、隔爆措施
本设计将防止瓦斯爆炸与煤尘爆炸统一考虑，采用同一隔爆措施，设计选用隔爆措施主要是设置隔爆水棚。
第三节 采区防灭火
矿井制订了防灭火安全技术措施，对井上下所有要害场所的灭火管理作了详细规定。对井下电气焊作业的，实行安全技术措施审批制度。井下机电设备硐室以及采掘工作面附近的巷道中，备有灭火器材。对井下消防器材经常检查，失效损坏的消防器材及时更换。
一、开采方面的措施
一、采区绞车房、水泵房和水仓等主要布置在岩层中，采用锚喷或砌碹支护(不燃性)支护。采区各条下山采用锚喷或U型钢支护，对服务年限较长的巷道煤帮喷混凝土砂浆及时封闭，避免煤层直接暴露而氧化。
二、采煤工作面采用走向长壁采煤法，后退式开采，全部陷落法管理顶板;按《煤矿安全规程》的规定工作面上、下顺槽设防火门，回采结束及时密闭采空区，防止向采空区漏风。
三、采区边界、下山等都预留了隔离保护煤柱，避免了相互串风、漏风。
二、通风措施
一、矿井通风系统为主、副斜井进风，回风立井回风的中央边界式通风，形成了完整独立的通风系统。设计内部漏风较少，有利于瓦斯的管理。
二、采煤工作面为全负压“U”形通风方式，进、回风巷清理平整，尽可能降低通风阻力，工作面停采后及时进行密闭，密闭设置在围岩保持完好的地点，避免向采空区漏风。
三、主扇反风可满足全矿井反风要求。
三、安全检测系统
矿井配备KJ101N安全检测系统，要保证该系统正常运行，在井下主要巷道和硐室、采掘工作面等地点安设CO与温度检测探头，对井下工作面及掘进头的CO与温度实时监控，一旦超标，监测系统能及时报警并切断井下非本安电器设备的电源。
四、电气事故引起的火灾防治措施及装备
一、井下机电设备硐室火灾防治措施
井下所有硐室及通道均采用料石支护或锚喷支护，主要硐室设有密闭门、防火门、栅栏门，配有灭火器材等。
二、井下电气设备的防火措施
井底、采区变电所双回路电源取自地面变电所不同母线段，当某一回路停电时，另一回路能担负井下全部负荷。井下供电的变压器中性点严禁接地。为了防止地面雷电波及井下，通信线路及安全监控线路在入井处装设防雷电装置等。
根据《安全规程》的有关规定，井下变电所低压配电设备选用矿用防爆型开关及具有漏电保护功能的馈电开关等配电设备。
三、井下电缆
井下电缆均为取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆。
电缆敷设：电缆均沿巷道壁悬挂敷设。在井下水平或倾斜巷道中，电缆悬挂在人行道的另一側;在运输巷道中敷设电缆，应尽可能在距轨道远的一側。井下巷道内的电缆，沿线每隔一定距离、拐弯或分支点以及连接不同直径电缆的接线盒两端、穿墙电缆的墙的两边都应设置注有编号、用途、电压和截面的标志牌。在总回风巷和专用回风下山中不应敷设电缆。
电缆的连接：电缆同电气设备的连结，使用同电气设备性能相符的接线盒;不同型号电缆之间使用符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接;同型电缆之间直接连接时，橡套电缆的修补连接必须采用阻燃材料进行硫化热补或与热补有同等效能的冷补。在地面冷补或热补后的橡套电缆，必须经浸水耐压试验，合格后方可下井使用。在井下冷补的电缆必须定期升井试验。塑料电缆连接处的机械强度以及电气、防潮密封、老化等性能，应符合该型矿用电缆的技术标准。
四、井下电气设备的各种保护
井下单独设接地网进行保护，接地网上任一保护接地点的接地电阻值不大于2欧姆。井下低压电动机控制设备具有短路、过负荷、接地和欠电压释放保护;井下由配电点引出的馈电线上，装设短路、过负荷和漏电保护装置;低压电机的控制设备具有短路、过负荷、单相断路、漏电闭锁保护装置及远程控制装置;采区变电所的低压馈电线上，均装有检漏保护装置或有选择性的检漏保护装置，发生漏电时能自动断电。127V用电设备的控制器还具有漏电闭锁功能。所有的电动机，采用真空电磁起动器控制。
所有电气设备的保护接地装置(包括电缆的铠装、铅皮、接地芯线)和局部接地装置，应与主接地极连接成1个总接地网。主接地极应在主、副水仓中各埋设一块。主接地极应用耐腐蚀的钢板制成，其面积不小于0.75㎡、厚度不得小于5mm。
五、带式输送机着火的防治措施及装备
井下胶带输送机应使用阻燃胶带，设置运输信号系统，设置驱动轮防滑保护、烟雾保护、温度保护和堆煤保护等综合保护装置，设置自动洒水装置和防胶带跑偏装置，机头机尾硐室设置自动灭火系统、火灾报警装置以及监测监控装置。
六、其它火灾的防治措施及装备
一、防止地面明火引入井下火灾的消防措施
(1)主、副斜井为进风井，为了防止井口明火引发进入井下火灾，井口房内禁止堆放易燃、可燃物。井口房设灵活操作的防火门，正常状态下打开;井口外发生火灾时，可迅速关闭防火门，阻断明火随风进入井下的通道。
(2)地面、井下设有消防材料库，库内按规定储存有消防器材。
二、防止井下爆破材料引发火灾的措施
(1)井下爆破材料必须选用正规厂家的合格产品，并经检验后方可下井，且必须分批次，分品种放在爆破材料库内。
(2)井下爆破材料的使用必须严格管理，使用前由放炮员专人领取，当班未用完的必须送回爆破材料库保存，严禁丢失。
(3)必须采用毫秒电雷管，湿式钻眼水炮泥封孔、填实，放炮前后必须检测瓦斯等有害气体，并对周围物料进行清理，严禁堆放易燃物品，防止因放炮而引发火源。
三、消除其它火源，如斜巷跑车和金属强烈碰撞产生的电火花。
四、防止地面雷击波及井下
为了防止地面雷电波及井下线路，在变电所进线段设避雷线，在变电所各段母线上均设避雷保护。主斜井、副斜井井口房和井架采用避雷针和避雷带进行保护，其接地装置为建筑物基础或钢带接地极，接地电阻应符合规范要求。监控总线的井上传输接口，将井上、下线路分成两路。另在通往井下的线路上设置井下传输接口，防止井上雷电等窜入井下。
五、消除电气失爆
井下使用的所有电气设备，都必须按规定选型，电气防爆设备要及时检查修理，严禁失爆，切实把好“电气设备关、安装使用关、维修检修关”，保证电气设备的防爆性能和综合保护的灵敏可靠性，杜绝“鸡爪子、羊尾巴、明接头”等不合格的电源接头。
七、井下消防洒水系统
井下消防和洒水采用同一供水管道系统，在主、副斜井井底、井底车场、采区下山，运输顺槽、轨道顺槽，井下消防材料库、爆破器材库附近均设置SN50消火栓，供消防洒水用。机电硐室等配置灭火器材等防火设备。
八、火灾检测及防灭火装置
火灾检测设计主要从两方面：以KJ101N监测监控系统为主，多种仪器辅助检测，如一氧化碳检定器、标准气样配气配置。防灭火的方式有以下几种：机电硐室配置防火门及灭火器材，设置井上、下消防洒水系统。按要求使用好这些系统和设备，能有效的预警、预报和防治矿井火灾。
九、井下其它防火措施
1、井下和井口房不得从事电焊、气焊或喷灯等焊接工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风巷和井口房进行电气焊时，每次必须由从事单位制定特殊安全技术措施，经总经理批准，由总经理指定专人在现场检查和监督，还必须遵守《煤矿安全规程》的有关规定。
2、井巷和硐室内不准存放汽油、煤油和变压器油等;使用的润滑油、棉纱、布头和纸必须放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头、纸也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送往地面处理，不准乱扔乱放。严禁将剩油、废油泼洒在井巷和硐室内。
3、加强炸药、雷管管理制度，禁止使用变质失效炸药、雷管，放炮时严格按《煤矿安全规程》要求装填炮泥进行放炮。
4、井下清洗风动工具，必须在专用硐室内进行，并用不燃性和无毒性洗涤剂。
5、井下严禁使用灯泡和电炉取暖。
6、所有地面要害地点和井下工作人员都必须熟悉本职工作区域内灭火器的存放地点。
7、完善采面机巷、风巷的防尘、灭火管路，管路保持每5 0米安装防尘、防火接头。各转载点必须备有一根长度不少于2 0米的活动防火管路。
8、工作面结束后采空区密闭每10天进行一次检查，并定期每季度取样化验一次，发现温度超过30℃时，必须查明原因，及时处理。
9、必须建立专职防尘、防火组织，坚持防尘、洒水、防火工作经常化，制度化。
10、严格按照《煤矿安全规程》215条～250条有关规定执行。
第四节 采区防治水
一﹑井下探放水措施
(一)探放水原则
矿井生产过程中必须严格执行“有掘必探、先探后掘，先治理、后生产”的探放水原则。在如下情况要严格采取探放水措施：
(1)接近水淹区或可能积水的井巷、老窑或相邻煤矿时;
(2)接近含水层、导水断层、溶洞、裂隙带和导水陷落柱时;
(3)打开隔离煤柱放水时;
(4)接近可能和河流、湖泊、水库、蓄水池等相通的断层破碎带;
(5)接近有出水可能的钻孔时;
(6)接近有水的采煤工作面或稀泥灌浆区;
(7)采动影响范围内有承压水又存在隔水岩柱厚度不清时;
(8)采、掘工程接近其它可能突水地段时。
(二)探放水设备
根据本矿的具体情况，探放水设备采用原有探水钻2台。
二﹑地表防治水措施
1、地表水防治设计依据
矿区属低山丘陵区，在井田内纵向冲沟较发育，平时为干沟，雨季泄水条件良好，有利于大气降水的迳流及排泄。
2、地表水防治
该矿工业广场地势相对较平坦，井口、风道口、工业场地重要建筑物及生产设施位置均高于历史上最高洪水位，不受洪水威胁。汛期工业场地内雨水排入场外河沟，地面无积水。
井田内无地面水体，采空塌陷区不明显，地面塌陷区雨后积水靠自然冲沟排泄。矿上成立有防洪组织机构，组织成员分工明确，能够对地面塌陷区、广场及周边防洪沟定期检查疏通，防洪物资满足应急需要，做到了预防为主，地面防排水系统符合要求。
3、其它防治水措施
一、定期对井底、采区泵房水泵及其它电气设备进行全面检修，并搞好水仓的清理工作。
二、每年矿井应搞一次排水设备设施的总能力测验，以检验矿井的总排水能力是否满足矿井预防水灾要求。
三、在工作面掘进时，应注意地质变化和遇有突水的可能，必须提前做好地质预报工作。对有可能发生突水危险的掘进工作面，要专门召开专题会议进行研究，及时采取相应措施。在掘进中要求：
①地测人员经常下井观测，收集地质资料，及时预测前方地质构造情况;
②施工单位在施工过程中，若发现异常地质情况及出水征兆，应立即与调度室、工程技术部联系;
③严格按照《掘进施工作业规程》和《探放水安全技术措施》进行施工;
④备足排水设备，并保持完好状态，增强抗灾能力。
4、坚持“有掘必探，先探后掘”的探放水原则。
5、加强探放水管理工作，制订探放水安全技术措施，建立探放水组织，组织探放水人员进行专业培训，提高探放水人员的技术素质，达到安全探放水之目的。
6、凡“有疑”工作面，采掘前，必须制订特殊探放水安全技术措施，并由探放水负责人组织探放水人员进行认真学习，按技术要求进行探放。
7、加强水文地质研究工作，观测矿井涌水变化情况，探明涌水水源，准确掌握矿井各种水文资料，为矿井排水提供可靠技术依据，杜绝水灾事故发生。
8、井下排水设备及防水建筑物，要定期检查与维修，确保其可靠性。
9、井下主要机电硐室安设防水闸门，增强抗水灾能力。
10、机电部门负责搞好井下所有排水设施及电气设备的维护和管理工作，保证水泵正常运转，及时排出各出水地点的涌水。
11、井巷出水点的位置及其水量，有积水的井巷及采空区的积水范围，标高和积水量，必须绘在采掘工程平面图上。
12、汛期期间，应及时观测井下水文变化情况，并向公司调度室报告。
13、采掘工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷，出现雾气、水叫，顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水，水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
14、严格执行《煤矿安全规程》第25 1条～2 94条之有关规定。
第五节 顶板灾害的防治
一、影响矿山压力显现基本因素分析
二1煤层以粉煤为主，次为粒状煤及少量块煤，容重1.4T/m3。
煤层顶板岩性较稳定，大部分直接顶为碳质泥岩，老顶为细砂岩与砂质泥岩互层，属中等稳定岩层。
该矿采用垮落法进行顶板管理，受采动后围岩动力失衡和应力释放的影响，煤层顶板裂隙较发育，给顶板的维护及管理工作造成一定困难。建议加强工程地质条件的研究工作，制订严格的回采和顶板管理作业规程，并按规定和要求进行操作，加强采掘面顶板管理。在开采时应及时放顶，生产中要切实加强技术指导，防止大面积悬空造成突然冒顶事故发生。发现异常情况及时处理或撤人，防止顶板事故的发生。
二、可能发生冒顶事故的原因及地方
(1)采掘工作面的支架没有按照《作业规程》要求架设，达不到质量标准时;
(2)采掘工作面不按《作业规程》施工， 控顶距超过规程规定，以及无架棚空顶时间过长时;
(3)巷道长期失修或修理巷道违犯《作业规程》规定时;
(4)采掘工作面如果遇老巷或遇地质变化带，由于采取措施不当时;
(5)工作面属急倾斜煤层开采，且煤层赋存极不稳定，在地质变化区段，因措施不当或违犯《作业规程》开采时;
(6)工作面因初次来压或周期来压时，集中应力增大而采取措施不得当时;
(7)工作面使用失效支柱或劣质坑木不符合《规程》之规定时;
(8)端头支护不按《煤矿安全规程》及《作业规程》规定违章作业时;
(9)采面收尾时，由于措施不力造成应力集中时;
(10)半煤岩巷掘进，当煤在顶部，下部岩石较硬，放炮前未及时进行超前支护时;
(11)采煤工作面在采煤过程中，放炮前未进行超前支护或备用竹笆、椽子不足时。
三、防止顶板事故的主要措施
1、加强采、掘、修工程质量管理，严格按作业规程要求的质量标准进行检测、验收、结算，以提高工程质量的合格率。
2、采煤工作面使用的单体液压支柱初撑力不得低于支柱设计要求值，泵站压力不得低于作业规程之要求。采煤工作面必须有一定数量的备用支护材料，单体液压支柱入井必须逐根进行压力试验。需要两次注液的要及时补液。发现漏液、卸载的支柱要及时更换。采煤工作面配备DZ-CL-1型单体液压支柱测力计，必要时可配备动态矿压仪，预防顶板事故，以加强顶板压力及变形的观测，为矿井的安全生产及时提供可靠的数据，及时采取相应的措施。
3、采煤工作面严格按《作业规程》中规定的工艺流程作业。加强采掘工作面作业管理，必须严格按工作面作业规程作业，严禁空顶作业，杜绝人为事故。
4、坚持采煤工作面上风巷和下机巷20m范围内必须有支护质量符合要求的超前支护，防止由于采动和超前集中应力影响而造成冒顶堵塞巷道。
5、严格按《作业规程》要求的炮眼位置、深度、倾角、装药量、封泥长度、起爆方法等进行装药放炮。
6、做到及时支护顶板，出现歪棚随时扶好。顶板破碎时，停止放炮，压力过大地段，应及时打点柱、抬棚，并严格控制装药量和炮眼个数，即采取“少装药、放小炮”的方法过压力集中地段。
7、严格执行《作业规程》规定的采面最大控顶距、最小控顶距、超前距、放顶煤、以及风、机巷滞后采面距离要求。
8、采煤、打眼、支护平行作业时，间距不得小于10m。
9、采煤工作面通过老巷或跨巷回采时，首先对工作面进行调斜，防止压力集中，有利于顶板管理，控制集中应力。
10、底板较软时，支柱必须穿木鞋，防止支柱下沉，增加相邻支柱支撑力。
11、采掘工作面要严格执行“敲帮问顶”制度，严禁空顶作业，及时处理活碴活煤，采掘工作面帮顶必须打紧、背牢，不准出现空漏。特殊情况要增设临时支柱，上、下安全出口要加强特殊支架支护，放顶前要加固工作面支架。采煤工作面放顶应制定安全措施，必须对放顶的工作面进行全面检查，清理好退路。指派有经验的专职人员观察顶板，防止顶板突然冒落砸伤人及岩石滚动伤人。
12、工作面初次放顶前，成立以总经理为首的“初次放顶"领导小组，加强对初次放顶工作的领导和指挥，要制定专门措施防止推垮型冒顶事故的发生。准确掌握采煤工作面初次来压、周期来压时间，在此时间内必须有专人负责顶板管理，并严格检查工作面支护质量，确保有效控制顶板活动，确保采面初次放顶工作安全顺利进行。
13、特殊作业地段应根据实际情况制订专门安全技术补充措施，特别是采煤工作面初采、初放、过断层、工作面收尾等。
14、采煤工作面应加强迎山管理，必要时支架之间应增加连接防倒设施或调整工作面倾角，增加支架在倾斜方向上的稳定性，防止倒架造成事故。
15、跟班技术员必须对工程质量检查，每班不得少于3次，发现问题，及时处理，严防冒顶事故发生。
16、加强端头支护，严禁随意更换已用力的支柱。更换支架前必须先将新支架打紧背牢后，方准拆除已用力的支架。
17、在采面支护过程中，应严格坚持支架的切顶线保持一条直线，以利迅速切断直接顶，减少集中应力对采面的影响。
18、工作面采用伪俯斜回采工艺时，严格按照《作业规程》要求操作，工作面伪倾角控制在25˚～35˚之间，要加强支柱迎山、柱窝、初撑力和防倒措施，防止因此而造成冒顶事故。
19、采煤工作面伞檐不得超过作业规程的规定，不得任意丢失顶煤和底煤。工作面的浮煤应清理干净。
20、严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁和失效的单体液压支柱，发现断梁折柱的要及时更换处理，采煤工作面支架严禁钢木、大小不同型号混用。
21、维修巷道时，维修人员应站在安全处观察支架及围岩情况，及时清除活矸，险情排除后，再采用拆一棚，架一棚的小拿小取法进行施工， 顶帮必须打紧背牢，达到质量标准要求，并严格验收，在独头巷道修理时，只准由外向里修，并且在拆棚以里不准有人。。
22、在处理大面积冒顶事故时，应制定专门的安全技术措施，并严格执行报批手续。
23、更换棚子时，应尽可能不破坏原巷道背顶，闭帮材料。
24、如果维修巷道有空顶现象，应用坑木背顶或架木垛接顶，防止冒顶事故。
25、掘进工作面要保证支架的施工质量，背帮、背顶要实，消灭前倾后仰、里出外进的现象，保证支架完整有力。要保证支架质量，棚口要严，后身要实，迎山角、扎角要适当。
第六节 提升运输事故的防治
一、可能产生的提升事故
可能发生的提升事故：断绳、超速、过卷等。
二、防止提升事故的主要措施
(1)采用双电源进线：保证提升机电源的可靠性。
(2)轨道下山提升系统，设有动力制动、超速保护、减速段限速、过卷保护、松绳保护等防止提升事故措施。
(3)轨道下山设置“一坡三挡” 防跑车装置，选用防爆绞车，设置提升信号系统、综合保护装置、矿车保险绳和防断绳保护装置，执行三级信号传递，并且设置若干躲避硐，同时严格落实轨道下山行人管理制度，下山提升坚持“行人不行车，行车不行人”，行车有声光信号。保证有足够宽度的行人道、台阶和扶手。
(4)运输下山胶带输送机使用阻燃胶带、严禁乘人，设置提升信号系统、胶带输送机综合保护装置(含防滑保护、温度保护、堆煤保护、烟雾保护防撕裂保护、防跑偏等)、断带捕带装置、制动装置和防逆转综合保护装置。过人地点设置过桥。
(5)为保证运输系统安全生产，井下运输设备在选型时，按有关规程、规范规定执行，选型正确。
(6)轨型、道岔及线路严格按设计要求标准施工。
(7)煤仓型式严格按标准设置。煤仓或溜煤眼口设有信号灯、仓口筛篦、煤位信号、防堵仓装置等。
第七节 电气事故的防治
一、井下电气设备的选择
井下所有电气设备的选择均符合《煤矿安全规程》第444条中的规定。
井下电气设备如开关柜及变压器、采掘工作面的低压馈电开关、电磁起动器等电气设备选用矿用防爆型。
二、电气事故的防治措施
一、为了预防电火花，一方面正确选择和安装使用电气设备及供电线路，严格遵守《煤矿安全规程》第444条之规定，并在运行中加强维护、检修，防止短路故障和过负荷情况发生;另一方面，装设了必要的继电保护装置，进行合理整定，起到应有的保护作用。
二、井下电话线路单独敷设，电话机采用矿用本安型。井下照明和信号装置，由具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。
三、井下电缆选用阻燃型，以防止电缆燃烧而使事故扩大;对变电所及采掘设备供电时选用屏蔽电缆，当其受到机械损伤或砸压时，在短路发生之前，首先出现导线与地线之间的绝缘降低，使漏电继电器在短路发生之前动作，切断电源，防止短路电弧的发生与外露，提高供电的安全性。为防止火灾，矿用变压器选用干式变压器。另外，在可能发生火灾的地点，采取相应的防火措施。
四、防止触电事故
为了防止井下漏电触电事故的发生，井下高低压电气设备的金属外壳，铠装电缆的钢带(或钢丝)、屏蔽护套等必须有保护接地。所有电气设备的保护接地装置(包括电缆的铠装、接地芯线)和局部接地装置，应与主接地极连接成1个总接地网。接地网上任一保护接地点的接地电阻值不得超过2欧姆，每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1欧姆。
井下变电所低压馈电线均装设漏电保护装置;井下电缆敷设时应悬挂在人行道的另一侧，以免行人抓扶造成触电危险;电机车的架线及受电器的高度应符合规程规范的要求;操作电气设备，必须遵守安全操作规程，操作人员必须带绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上;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，照明、信号、电话和手持式电气设备的供电额定电压不超过127V;远距离控制线路额定电压不超过36V。容易碰到的、裸露的带电体必须加装护罩或遮栏等防护设施。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，检查瓦斯，所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂警示牌
第八节 职工职业病预防
做好煤矿作业场所职业危害防治工作应本着“预防为主，防治结合， 重在预防”的原则，采取有效措施
1.提高对职业危害防治工作重要性的认识
要牢固树立“以人为本”的指导思想，从以控制伤亡事故为主向全面做好职业安全健康工作转变，把职工生命健康放在第一位”的指示，提高对做好煤矿作业场所职业卫生工作重要性的认识。
2.加强职业病防治的宣传教育和舆论监督深入宣传《职业病防治法》，增强用人单位的职业病防治意识和劳动 者健康权益保护意识，切实保护广大劳动者的身体健康。积极开展职 业病防治的宣传教育，促使生产经营单位增强职业危害防治意识，保证职业病防治资金投入，提高煤矿职工的职业卫生意识和自我防护能力。充分发挥群众监督和舆论监督的作用，对忽视职业病防治，侵害职工权益的行为，公开曝光，切实把职业病防治工作置于人民群众和社会舆论的监督之下，使职业病防治工作深入人心。
3.加强培训，提高从业人员素质 加强职业危害防治工作的培训， 使全体从业人员了解粉尘等职业危害 导致尘肺病的严重性，严格执行防、降尘及健康监护等措施，增强职 工的防范意识，树立安全与健康理念;组织企业负责人、管理人员、 接尘工人等各类人员的培训， 提高企业职防工作管理水平和工人自我 保护技能;开展对职工上岗前和工作中的定期职业危害防治措施培 训，教育和督促职工遵守职业危害防治规章制度、操作规程，正确使 用职业危害防治设备、个人劳动防护用品。
4、推进尘肺病治疗康复工程
积极开展以肺灌洗为主的煤矿尘肺治疗、科研和新技术推广工作，提 高尘肺病患者的劳动能力和生活质量，遏制尘肺病的发展。
第九节 避灾路线与自救
一 避灾路线
1、掘进面发生瓦斯、煤尘、水灾、火灾事故的避灾路线
(1)、采区轨道下山掘进面→副斜井延伸车场→副斜井→地面
(2)、采区运输下山掘进面→副斜井→地面
(3)、采区回风上山掘进面→+70m水平车场→副斜井→地面
(4)、下区段上下付巷掘进面→采区皮带下山→副斜井→地面
2、采煤工作面的避灾路线
(1)、发生火灾、瓦斯、煤尘事故的避灾路线
采煤工作面→工作面机巷→采区中部车场→采区轨道下山→轨道下山上部车场→-100m水平胶轨运输大巷→-100m水平石门→暗副斜井→+35m水平车场→副斜井→地面
(2)、发生水灾事故时的避灾路线
采煤工作面→工作面风巷→采区回风平巷→采区轨道石门→-100m水平胶轨运输大巷→-100m水平石门→暗副斜井→+35m水平车场→副斜井→地面
总之，掘进头、采煤工作面或其他地区的人员在发生火灾、瓦斯、煤尘事故时，应迎着新鲜风流方向迅速撤离到安全出口。事故区回风流中的人员应就近通过风门进入进风巷道，再撤到地面。通过风门时，必须随时将风门关好，以防风流短路紊乱造成事故扩大。发生水灾事故时，本着“水往低处流，人往高处走”的原则，撤退升井。
二 自救
矿井发生重大灾害事故时的初期，波及的范围和危害一般较小，既是抢救和控制 事故的有利时机， 也是决定矿井和人员安全的关键时刻。 灾区人员如何开展救灾和避灾 人员如何开展救灾和避灾， 事故的有利时机， 也是决定矿井和人员安全的关键时刻。灾区人员如何开展救灾和避灾， 对保证灾区人员的自身安全和控制灾情的扩大具有重要的作用。即使在事故处理的中、 对保证灾区人员的自身安全和控制灾情的扩大具有重要的作用。事实证明自救互救对矿井灾害事故的预防处理和个人防护及预防灾害事故扩大化有巨大的影响。井下的自己方法主要有：
1、及时报告灾情 发生灾变事故后，事故地点附近的人员应尽量了解或判断事故性质 了解或判断事故性质、 发生灾变事故后，事故地点附近的人员应尽量了解或判断事故性质、地点和灾害 程度，并迅速地利用最近处的电话或其他方式向矿调度室汇报， 程度，并迅速地利用最近处的电话或其他方式向矿调度室汇报，并迅速向事故可能波及 的区域发出警报，使其他工作人员尽快知道灾情。在汇报灾情时， 的区域发出警报，使其他工作人员尽快知道灾情。在汇报灾情时，要将看到的异常现象 火烟、飞尘等) 听到的异常声响、感觉到的异常冲击如实汇报，(火烟、飞尘等) 听到的异常声响、感觉到的异常冲击如实汇报，不能凭主观想象判 、 定事故性质， 以免给领导造成错觉， 影响救灾。 这方面我国煤矿救灾中是有沉痛教训的。 定事故性质， 以免给领导造成错觉， 影响救灾。 这方面我国煤矿救灾中是有沉痛教训的。
2、积极抢救 灾害事故发生后，处于灾区内以及受威胁区域的人员，应沉着冷静。 灾害事故发生后，处于灾区内以及受威胁区域的人员，应沉着冷静。根据灾情和 现场条件， 在保证自身安全的前提下 采取积极有效的方法和措施， 的前提下， 采取积极有效的方法和措施， 及时投入现场抢救， 现场条件， 在保证自身安全的前提下， 及时投入现场抢救， 将事故消灭在初起阶段或控制在最小范围 最大限度地减少事故造成的损失。 起阶段或控制在最小范围， 最大限度地减少事故造成的损失。 在抢救时， 将事故消灭在初起阶段或控制在最小范围， 在抢救时， 必须保持统一的指挥和严密的组织，严禁冒险蛮干和惊慌失措， 必须保持统一的指挥和严密的组织，严禁冒险蛮干和惊慌失措，严禁各行其是和单独行 要采取防止灾区条件恶化和保障救灾人员安全的措施， 特别要提高警惕， 避免中毒、 动; 要采取防止灾区条件恶化和保障救灾人员安全的措施， 特别要提高警惕， 避免中毒、 窒息、爆炸、触电、二次突出、顶帮二次垮落等再生事故的发生。 窒息、爆炸、触电、二次突出、顶帮二次垮落等再生事故的发生。
3、安全撤离 当受灾现场不具备事故抢救的条件，或可能危及人员的安全时， 当受灾现场不具备事故抢救的条件，或可能危及人员的安全时，应由在场负责人 或有经验的老工人带领， 根据矿井灾害预防和处理计划中规定的撤退路线和当时当地的 或有经验的老工人带领， 根据矿井灾害预防和处理计划中规定的撤退路线和当时当地的 实际情况 尽量选择安全条件最好、距离最短的路线，迅速撤离危险区域。在撤退时， 实际情况，尽量选择安全条件最好、距离最短的路线，迅速撤离危险区域。在撤退时， 要服从领导，听从指挥，根据灾情使用防护用品和器具; 要服从领导，听从指挥，根据灾情使用防护用品和器具;要发扬团结互助的精神和先人 后己的风格，主动承担工作任务，照料好伤员和年老体弱者;遇有溜煤眼、积水区、 后己的风格，主动承担工作任务，照料好伤员和年老体弱者;遇有溜煤眼、积水区、垮 落区等危险地段，应探明情况，谨慎通过。 落区等危险地段，应探明情况，谨慎通过。 灾区人员撤出路线选择的正确与否决定自救的成败。 灾区人员撤出路线选择的正确与否决定自救的成败。
结语
致谢
参考文献
