煤业联合试运转报告

煤业联合试运转报告（精选2篇）

煤业联合试运转报告 篇1

大方县化育煤矿联合试运转报告

大方县化育煤矿是经贵州省煤炭局核准的（核准文号：黔煤规字【2004】49号）15万吨/年的新建矿井，安全专篇经省煤监局批准（黔煤安监函字【05】46号）。2005年10月开工建设，设计建设工期12.3个月。矿井于2007年5月18日通过联合试运转审批（省煤炭管理局045号备案文），期限为2007年5月18日～2007年11月17日，由于综合原因，联合试运转申请延续至2008年9月30日并经毕节地区煤炭局批准。

一、矿井基本概况：

化育煤矿位于大方县百纳乡龙竹村，属私营合伙企业。井田东西长约2.10～2.55km，南北宽约1.10～1.40km，面积2.9964km2，设计利用地质储量916万吨，可采储量514.96万吨，设计生产能力15万吨/年，服务年限24.52年。

化育煤矿地形条件总体上受区域性地质构造和岩性控制，地貌上属溶蚀、剥蚀高原中山山地地貌，地形地貌复杂。一般标高为1650～1750m，相对最大高差232.6m。矿区范围内无大的河流，只有季节性小溪沟。

属亚热带季风湿润气候区。属多降雨区之一，多年平均降雨量为1126.71mm，每年5月至9月降雨量多，占全年降雨量的75.3%。

根据国家地震局1992年颁发的《中国地震烈度区划图（1990）》，本区地震基本烈度为Ⅵ度。

井田内主要褶曲构造为化育向斜，其次为向斜东翼的次级小褶曲和断层附近的小揉皱。主要断裂构造出现于南部，共有四条小断裂产出。井田内地层产状虽有一定变化，但变化不大，且有规律可寻，断裂构造不发育，地质构造复杂程度属中等偏简单型。

含煤地层为二叠系上统龙潭组（P2l），该组为一套海陆交互相，多旋回沉积组成，地层厚度为147.86米。井田内4层主采煤层（M60、M70、M73、M80煤层），其岩性特征为浅灰至深灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩夹粉砂岩、灰岩、钙质粉砂岩、粘土岩、煤层及煤线，底部为黄铁矿粘土岩，厚29.14～43.47米,与下伏茅口组呈假整合接触。

M60、M70、M73煤层顶板多为粉砂岩、局部为泥质粉砂岩、泥灰岩，总体上稳定性较好；底板多为粘土岩、泥岩，稳定性较差。M80煤层直接顶板多为泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩，间接顶板为泥灰岩，稳定性较好，底板多为粘土岩或黄铁矿粘土岩、泥岩，稳定性较差。

本矿2008年瓦斯等级鉴定结论为高瓦斯矿井，全矿井瓦斯绝对涌出量为10.85m3/min，二氧化碳绝对涌出量为1.81m³/min。

经中国矿业大学矿山开采重点实验室鉴定，M60煤层在+1544m标高以上不具有煤与瓦斯突出危险性，并经贵州省能源局审批（黔能源发【2009】107号）。实际试生产中按高突矿井进行安全防护。

经贵州煤田地质局实验室鉴定，M60、M70、M73、M80煤层均无煤尘爆炸性；M60煤层不易自燃、M70、M73煤层容易自燃、M80煤层可以自燃。

井田区域位于赤水上游支流及六冲河支流分水岭斜坡地带，相对高差大，无地表水体，最低侵蚀基准面标高为1562米。

区域出露地层的含隔水层：第四系含空隙水富水性较弱、三叠系下统夜郎组玉龙山段岩溶裂隙含水层富水性中等、二叠系上统长兴组岩溶裂隙含水层富水性中等、二叠系下统茅口组岩溶裂隙含水层富水性强；三叠系下统夜郎组九级滩段隔水层厚度＞200m、三叠系下统夜郎组沙堡湾段隔水层厚度4～7m、二叠系上统龙潭组隔水层厚度102～143m。大气降水是各岩层地下水的补给源，地下水动态变化受大气降水的制约，矿床顶板T1y2+P2c含水层，富水性可能达中等，在无大的导水构造情况下，对开采影响不大。二叠系上统龙潭组煤系水富水性弱，对顶底板含水层而言能起到良好的隔水作用。矿床底板P1m含水层富水性强，其顶界距M80煤层仅有2～5m，生产中需严加防范。当开采到断层附近时，需注意防范断层导水。井田内浅部老窑较多，在浅部开采时要严加注意。按《矿井水文地质规程》的规定，区内水文地质条件属简单—中等类型。

二、竣工验收基本条件

1、建立了矿井安全生产管理机构。

2、取得了采矿许可证，矿长资格证、矿长安全资格证，配备了持安全资格证的安全、生产、机电副矿长，持安全资格证和工程师证的技术负责人。所有特种作业人员经培训取得操作资格证，入井工作人员经四级培训机构的安全培训并考试合格持证上岗。

3、矿井主要变压器、提升绞车、皮带机、主通风机、空气压缩

机、主排水泵、瓦斯抽放泵等由贵州煤检中心检测检验并出具了检验合格报告。

4、委托贵州工业大学对矿井的安全工程、设施、装备、生产系统和防灾系统状况做安全验收评价。

三、各安全生产系统的建设情况

1、开拓与开采系统 1）开拓系统

采用斜井单水平上下山分区式开拓方式。

主、副斜井布置在井田南部边界，井口标高均为+1615m，两井筒间距31m，主斜井东部130m左右地势较高处，为一采区（后期为五采区）回风斜井。主、副斜井均沿矿井边界以较大倾角尽快进入M80煤层，然后沿M80煤层伪倾角方向布置，主斜井和副斜井井口段为岩石巷道，倾角均为25°。主斜井长为495m,半圆拱形巷道，表土层砌碹，岩石段锚喷支护，净断面7.8m2, 井筒铺设800mm皮带输送机提升煤炭；副斜井长410m,半圆拱形巷道，表土层砌碹，岩石段锚喷支护，净断面7.8m2,井筒铺设600mm轨距22kg/m钢轨，绞车提升；回风斜井倾角为20°，井口标高+1639m，井底标高+1602m，长106m，砌碹支护，净断面均为4.9 m2；设计通过总回风斜巷与回风石门联系；三条井筒以155°相同方位角布置。

主、副井筒掘至+1495m标高后布置井底水仓和水泵房。先期为片盘斜井开拓。2）采准系统

根据断层和向斜轴的位置将井田划分2个阶段五个采区，浅部（+1495m标高以上）划分为三个采区，向斜轴东部为一采区，向斜轴西部F1断层以东为二采区，F1断层以西至矿界为三采区；深部（+1495m标高以下）划分为两个采区，向斜轴西部为四采区，向斜轴东部为五采区。阶段间下行式开采，采区间按一、二、三、四、五顺序开采。采区内分区段，区段下行式开采。

首采区为一采区，为多煤层双翼采区巷道布置。采区位于井田东南部，+1495m标高以上，南部以边境煤柱为界，北部以+1495m标高与五采区为界，东部以村寨禁采区边界为界，西部以向斜轴为界。

主斜井在+1530m标高掘运输斜石门穿M60和M70煤层，并设区段煤仓达主井皮带；副斜井采用甩车场与区段回风斜石门相连，区段回风石门由总回风斜巷连接至回风井。

在M60煤层中掘工作面运输顺槽和回风顺槽，至采区边界（防水煤柱）后开切眼形成工作面。

一区段斜长75m,其中工作面长65m，上、下顺槽及煤柱宽各5m，区段巷道采用单巷布置。首采面（116004采面）布置在一采区一区段井筒西侧的M60、煤层中。

走向长壁后退式采煤，全部垮落法管理空区顶板，炮采工艺，（JQSB—30）刮板输送机运煤，（DZ20-30/100）外注式单体液压柱支护,配用HDJA-1000型金属铰接顶梁护顶，“

三、四”排控顶，排距1.0m,柱距0.8m,放顶步距1.0m。“

三、八”作业制，三采三准。

设计采掘比例为1：2，一采两掘。

准备采面为一区段M60煤层井筒东翼116003采面。

3）煤炭“三量”现状：开拓煤量62万吨，其中可采煤量46万吨，可采期3年；准备煤量21万吨，可采期1.4年；回采煤量0.96万吨，可采期1.5月。

4）其它安全工程、设施装备的建设和管理状况

矿井、采区及工作面的安全出口符合《煤矿安全规程》规定。主要巷道断面基本符合安全设施设计和《煤矿安全规程》规定。采、掘工作面作业规程严格履行报批和贯彻程序。单体液压支柱入井前已逐根进行压力试验。

运行效果：开拓与采准系统基本符合《安全专篇》设计，仅一采区一区段改为两翼布置（原因：煤层走向变化，F3断层位置比设计偏东，至使一区段东翼走向长足够布置一个采面。M60煤层一区段无煤与瓦斯突出危险，可作区域防突保护层开采）。试生产运行过程中，采掘生产出现两起（07年6月24日总回风上山掘进工作面、08年6月16日117003采煤工作面）顶板事故，暴露出在井下采掘工作现场顶板管理中，安全管理制度和安全施工措施的不落实。后期安全管理工作从事故中吸取教训，深刻反思，把握预防顶板事故的安全管理工作重心，关键是制度、措施落实到现场，通过安全教育、学习提高职工安全意识，让职工懂安全操作、愿积极主动反违章、能发现并主动处理隐患。由此改进了生产安全状况。

2、矿井通风系统

1）矿井通风系统：矿井通风方式为分区抽出式，采用主、副斜

井进风，分区回风斜井回风。

矿井采用主要通风机负压抽出式，回采工作面采用全风压U型通风方式，掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。

初期首采面通风路线：新鲜风经主、副斜井→主、副井间联络巷道→区段运输斜石门→116004采、工作面运输顺槽→116004工作面；工作面污风经工作面回风顺槽→区段回风斜石门→总回风斜巷→风井→引风道→地面。

矿井总回风量1800m3/min左右,风井风速约6.6m/s。116004工作面供风量不小于500m3/min，采面风速1.38m/s。掘进工作面采用11KW局扇供风（使用自动切换的双风机双电源保障供风的连续性），直径500mm阻燃风筒送入工作迎头，风量不小于170m3/min，巷道风速0.6m/s。

已委托贵州煤检中心对矿井进行了一次通风阻力测定。矿井已建立每旬一次的测风制度并认真落实。2)主要通风机

矿井主扇和备用主扇型号同为FBCDZ No-16 75kw×2对旋轴流风机，一台运转，一台备用。风机工况参数：风机风量31m3/s，静压6~7hPa。由矿变电所两台变压器直接引出的660V双回路对矿井主扇供电，专用供电线路上不接任何其它负荷。已委托资质部门进行了通风机性能测定。

采用主扇反向转动的方式实行矿井反风。已进行了矿井反风实验，能在4min内改变巷道中的风流方向，反风量为正常风量的60%

以上（见反风实验报告）。

通风机房安装有水柱计、电流表、电压表等，安装有直通调度室的电话。

3)通风设施

在主、副井筒，回风井，总回风斜巷，116004采面回风巷，116003面运巷掘进期的回风联络巷，116003面回风巷掘进期的配风巷都建立了测风站。

在回风井人行道，主井与总回风巷的联络巷，一区段回风石门，井底车场设置了双向永久风门。116003面运巷和回风巷掘进期在进风侧巷道设置了调节风门和防突风门。总回风巷下口设置了调节风门。

4）、瓦斯灾害防治

a）防治瓦斯爆炸措施

防止瓦斯积存与超限:加强通风管理，防止瓦斯积存与超限：制定了主扇停风后恢复通风、排除瓦斯和送电安全措施；局部通风实行了双风机双电源，并由当班瓦检员负责管理。井下临时停工、停风地点制定安全措施并落实。强化通风系统和通风设施的检查、维护。采掘工作面采用独立的通风系统，并确保供风量和风速符合《作业规程》计算值。

及时处理积存瓦斯：及时封闭采空区和报废巷道并加强管理，瓦斯排放、巷道贯通制定安全措施。禁止任何地点瓦斯超限作业。

严格瓦斯检查：建立了瓦斯和其它有害气体检查制度，所有矿和

科队管理人员、技术人员、班长、安全员、电钳工、爆破工下井必须携带便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查人员严格执行巡回检查制度和请示报告制度，做到记录“三对口”，采掘工作面的瓦斯检查次数每班至少3次，每天至少检查1次井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度，每周至少检查1次挡风墙外的瓦斯浓度，定期检查CO浓度；建立了安全监测监控系统，在所有采掘工作面配备瓦斯探头、瓦斯断电仪和悬挂便携式甲烷检测仪。通风瓦斯日报（通风值班依据瓦斯班报填写）当日送矿长、技术负责人审阅。

防止瓦斯引燃措施:杜绝一切非生产火源：建立严格的下井检身制度，禁绝火源入井；井下和井口20米内禁止使用明火，禁止从事电焊、气焊；失爆矿灯禁止入井。控制、通迅、信号设备选用本质安全型；电器设备、电缆选型符合《煤矿安全规程》规定，并保护装置齐全，摆放、悬挂合理；运行、维护和修理工作要规范；井下禁止带电检修、搬迁电器设备；煤电钻使用综合保护；所有电器、电缆要定期检查、维护，严防失爆。井下使用阻燃、抗静电风筒和电缆。机械设备安装过热保护，并加强维护和保养；推行使用难引火性合金工具。采掘作业编制爆破安全措施，并严格执行。制定防止雷电入井的安全措施并严格执行。

b)隔爆措施

在采煤工作面进、回风巷道，掘进巷道各设置了一组隔爆水袋棚。掘进巷道随距离加长每200米设置一组隔爆水袋棚。每周检查一次水棚袋的水量、水质、吊挂质量、数量并及时处理发现的问题。

c)防治煤与瓦斯突出与瓦斯抽采现状

一区段M60煤层经鉴定不具备瓦斯突出危险，作一区段保护层开采。在被保护层（M70煤层）开采前，必须进行保护效果及保护范围的实际考察。

采掘中施行瓦斯抽放并落实防突安全防护措施。

安全防护措施按下列要求执行：距采掘工作面25—40m处、放炮地点安装压风自救系统，长距离掘进巷道每隔50m设置一组(每组不少于6个吸气口)。掘进工作面进风侧安装两道反向风门（按防突风门要求执行）。所有入井人员必须携带隔离式自救器。采掘工作面都实行远距离放炮，并必须在防突风门以外或进风井筒中放炮。放炮时必须撤出回风巷道内的所有人员。

依据抽放钻孔揭露，在遇地质变化或瓦斯急剧增大等情况时，必须使用专门仪器进行突出危险性预测（预测临界指标K1≥0.5，Smax≥6为有突出危险），存在危险时必须采取加大瓦斯抽放量、钻大直径超前孔提前释放瓦斯、远距离放震动炮等防突措施，并经防突效果检验，消除突出危险后方准进行采掘作业。

为实现瓦斯抽采、抽掘，降低巷道风排瓦斯浓度，提高矿井安全程度，矿成立瓦斯抽采施钻队伍，配备了三台YBKZ-1325-4型钻机,设专人管理瓦斯抽放泵和巡查瓦斯抽放管路。地面泵房安装了2BEA-253型（55KW）和2BEA-203型(37KW)各两台（已委托资质部门检验），两回路380V专用线保障抽放泵供电，线路上无任何其它负荷。采煤工作面在风巷沿本煤层钻孔及在采空区预埋管实行高、低负压抽

放本煤层瓦斯和采空区瓦斯；掘进工作面执行边抽边掘和先抽后掘的抽放措施。

瓦斯抽放的方法、工艺及参数严格按瓦斯抽采设计（丙级资质部门设计）执行。煤层钻孔预抽控制抽放管路内瓦斯浓度大于22%，并保证抽采率大于30%；上隅角抽放要控制上隅角瓦斯浓度不超过1.5%并保证回风巷风排瓦斯浓度不超过1.0%。抽放过程中总结经验，不断改进瓦斯抽放方法、工艺及参数。

抽放管路敷设、附属装置安装、管路防护、封孔工艺（水泥砂浆，注浆泵封口）等按抽放设计中的措施和要求执行。

运行效果：矿井通风系统基本符合《安全专篇》设计。试生产中通风综合能力和安全设施满足安全生产中风排瓦斯的风量需要，瓦斯管理制度、瓦斯检查与防瓦斯积聚措施能落实到现场，防火源产生的制度、措施能落实到各岗位，试生产未出现瓦斯超限作业现、，未出现瓦斯灾害。掘进双局扇双电源8月刚安装，试生产未投入使用，效果待投入生产时检验。瓦斯抽放的瓦斯浓度和瓦斯总量都偏小（小于瓦斯抽放设计的数值）。生产过程未发现瓦斯动力现象，防突安全防护措施能够落实到工作中。

3、防尘系统 1）防尘措施

a)对以下产尘地点采取风、水降尘（合理风速、湿式作业、净化风流等），个人防护，定期除尘等综合防尘措施：采、掘工作面，采面进回风巷，装、卸载地点，运输斜石门，主、副斜井。

主、副斜井机头、机尾、煤仓口下风流附近，采面进、回风巷，掘进巷道、局扇进风侧等处设置水幕，水幕必须覆盖巷道全断面。装载点喷雾洒水降尘。

坚持湿式打岩，放炮使用水炮泥，充分降低尘源量；炮后先洒水降尘。

合理配置风量，控制巷道风速，减少扬尘。定期对积尘巷道进行冲洗和清扫。

强化职工个体防护意识，防护用具按规定发放并督促使用。建立测尘制度，配备测尘仪器设备和人员。b)防尘供水系统

生产用水采用经沉淀和净化处理的矿井水。地面建有200立方米的高位防尘（消防）水池，以静压供水，沿主斜井铺设Dg80主管入井下，Dg50和Dg25支管进入各采掘巷道用水地点。采面进回风巷道，掘进巷道每隔50米、其它巷道每隔100米设Dg25洒水支管和阀门。并每个装、转载点，水棚、水炮泥取水点设支管和阀门。

2）防爆措施

本矿煤尘无爆炸危险，但在工作中按有爆炸危险防治。a)工作中总结经验，不断提高减尘、降尘措施的效果，及时清除积尘。

b)严格执行过程和消除明火的规定，防止瓦斯积聚和燃烧、爆炸，消除放炮产生的火焰，消除电器及其它火源。

3）隔爆措施

a)隔爆设施见防治瓦斯爆炸的措施。

b)各产尘巷道喷雾洒水长度不小于200米，巷道长度不足200米时全长喷雾洒水。

运行效果：防尘系统基本符合《安全专篇》设计，综合防尘措施基本落实。试生产中，主井防尘效果不理想，洒水三通接头易损坏；风井上段防尘水压不足，水幕的雾化程度低。

4、防灭火系统 1）防外因火灾安全措施

防止失控的高温热源和采用不燃或阻燃材料和制品是重点。防火措施中防失控高温热源等同防治瓦斯爆炸叙述的内容。井下不得存放油、棉纱、布头等易燃物，必须使用的用铁桶封闭存放并定期送地面处理。

地面消防水池经常保持200立方米水量，加强消防洒水管网维护保障完好（管路铺设同防尘系统叙述的内容）。

井上下设置消防器材库（设置了井底车场和一区段车场附近及井口附近的三处），配备充足、有效的灭火器材，经常检查和更换保持完好，不得挪作它用。井下皮带机头机尾处、地面风机房、瓦斯抽放泵房、绞车房、变电所、炸药库、机修车间等处配备了灭火器材。

矿灯使用合格产品，集中管理，维护良好。井下放炮严格按安全措施执行。1）防内因火灾安全措施

安全措施：煤层中的主要巷道全部实现喷浆覆盖，巷道布置上煤

柱留设合理，减少煤柱漏风；采面加快推进并尽量少丢浮煤。及时密闭采空区，并选择合理位置（避开构造地带），保证施工质量。

总回风巷安装CO传感器，提前预报(以指标H=C*Q/100≥0.0059）自燃发火危险程度。

防灭火方法：随生产进行或开采可燃煤层时，推行使用流动汽雾阻化剂灭火工艺（使用20%浓度MgCl2溶液，用量经计算）。建立完善的火灾监测系统，提前应对火灾威胁。入井人员必须学习并熟悉火灾避灾路线。

运行效果：防灭火系统基本符合《安全专篇》设计，试生产过程未出现火灾和煤层自燃威胁。投入生产后灭火器材数量仍需补充；由于M60煤层不易自燃，试生产中对采空区未开展喷洒汽雾阻化剂灭火工作。

5、防治水系统 a)防治水措施

依据矿水文地质条件和井下涌水量情况，浅部开采时以防治地表洪水、老窑水、断层水为主。

定期收集、调查和核对相邻煤矿和废弃老窑及溶洞、塌陷区的位置、范围、开采年限、积水情况等，并标注在井上、下对照图上。严格执行有掘必探，先探后掘的安全措施，准确掌握前方水文情况，做的预防为主。需要放水时必须制定专项安全措施并实施。所有入井人员必须熟悉水灾预兆和水灾避灾路线。

井下水仓（主水仓、副水仓）、沉淀池、水沟及时进行清理。每年初制定防治水计划，会审后组织实施。雨季前对照计划对防治水工作进行全面检查，对地面防洪墙、沟进行加固、清理；对井田内的地面裂隙、开采及岩溶塌陷区进行填坑、补凹、整平、修筑排水沟等措施。成立防洪抢险应急队伍，并储备足够的防汛抢险物资。

采掘接近导水断层时，要制定专门安全措施，并留足保护煤柱，强化探水工作，防止水患事故的发生。

b)排水设施：井下泵房安装三台（使用、备用、检修）D46-30*6离心式排水泵（已委托资质部门检测检验），由变电所直接引出两路660V专用线路保障水泵供电，两趟Dg100mm排水管（一趟焊接管、一趟厚壁塑料管）沿副斜井铺设，排水垂高130米。

矿井实际正常涌水量为16m3/h,最大涌水量36m3/h。主、副水仓容量分别为380立方米和290立方米，分别可容正常水量24h和18h。单台排水泵10小时可排出一天的正常涌水量，最大涌量时两台水泵排水每天工作12h。

水泵房由管子道与副井连接，保障泵房安全出口畅通。运行效果：防治水系统符合《安全专篇》设计，排水能力和安全设施满足防排水的安全生产要求，试生产中未出现水灾。09年雨季前水仓清理工作进行不彻底。主水泵双回路供电8月安装，试生产中未投入使用，效果还待检验。

6、提升运输系统

1）主提升：主井安设DTL80/20/75S型皮带输送机两台，分别长170米和250米，地面安设一台DTL80/20/30S皮带输送机，660V供电，提升能力200t/h。

116004采面出煤和116003上、下巷掘进出煤都通过一区段煤仓（容量100t）直接装主井皮带。

2）辅助提升：副斜井安设GKT1.2*1-24型单滚筒提升绞车担负矸石、材料、设备运输；一次提升2个0.75立方米标准矿车；选用直径21.5mm的6*7钢丝绳，井筒铺设22Kg/m轨道，道岔与之匹配，木制轨枕。

钢丝绳安全系数经检测符合规定。绞车安全制动性能和后备保护装置经检测检验合格。

井下车场与井口和井口与绞车房安装有127V声光信号和直通电话。

井口近变坡点处安装有防车辆滑入井筒的阻车器；井口变坡点以下12米处设置挡车栏；井底车场及一区段甩车场变坡点以上15米左右安装跑车防护装置。

每天检查提升钢丝绳、绞车各种保护、矿车连接装置等，发现问题及时处理。

3）井下运输：116004采面和顺槽铺设JDSB-40型和JDSB-30型刮板运输机运煤经溜槽入区段煤仓；116003运巷辅助调度绞车（JD-11.4）放矿车经溜槽入区段煤仓；116003风

巷人力推车经JDSB-30型刮板机和溜槽入区段煤仓。掘进矸石就地填入矸硐。

材料用矿车送入区段车场后人力运送到工作面。4）安全管理：副井禁止行人，井筒检修时停止行车；正常使用阻车、挡车、防跑车装置；严禁皮带机、矿车运送爆破材料；斜井禁止停放车辆；皮带机巷口处设置安全行人过桥；每日检查维护副井地滚，保障正常；煤仓上口设置护栏并挂警示标志；人力推车一次只准推一个车；严禁在矿车两侧推车，严禁放飞车；推车过风门提前发警号。运行效果：提示系统建设符合《安全专篇》设计，主、副井和采掘系统提升能力和安全设施满足试安全生产需要，试生产中未出现煤、矸待运情况，试生产未出现提升运输事故。副井清理、更换地滚不够及时，地面煤、矸场地建设不完善，正在改建中。

7、供电系统

1）地面供电：矿变电所两回路10kV高压引自百纳35kV变电所的不同母线段，二回路带电备用。

矿变电所设6台变压器（660V：KS9-630/10-井下动力，S9-200/10-主风机专用，KS9-200/10-局扇专用，KS9-400/10-水泵及主、局扇备用；380V：S9-120/10-瓦斯抽放泵专用，S9-315/10-地面用电及抽放泵二回路）。变压器母线安装选择性的单相接地保护装置。变电所的电器设备继电保护整定于实际负荷匹配，无超额定值运行现象。

主风机、井下局扇、瓦斯抽放泵、主排水泵已实现双回路供电，两回路来自变电所不同的变压器（见供电系统图）,线路上不搭接其它负荷，二回路带电备用。线型选择满足负荷需要。

主、副井口、变电所、瓦斯抽放泵房、主扇附近安装避雷装置，并经相关部门检测合格。2）井下供电

a)井下电缆：井下所有电缆都选用取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃铜芯移动橡套软电缆，并保证截面满足供电负荷要求。照明、通信、信号和控制用的电缆选用橡套电缆。线路上装设检漏保护装置。

地面入井的供电、通信、信号电缆在入井处安装防雷装置。b)井下电器：入井电器必须具有“煤矿矿用产品安全标志”、“产品合格证”，并经检验合格。

井下电器设备具有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。配电网路安装过流、短路保护装置。煤电钻使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相远距离启动和停止功能的综合保护装置。c)局扇供电及风、瓦斯电闭锁

掘进巷道实行双局扇双电源并能自动切换，局扇采用三专供电。2台局扇同时安装风电和瓦斯电闭锁。3）通信、照明、信号

a)通信：采掘工作面附近、水泵房、各车场、乳化泵房、带式运

输控制位置、主风机房、瓦斯抽放泵房、副井绞车房、变电所、炸药库值班室、监控主机房等安装直通调度的电话。

b)照明：主、副斜井、各车场、井下主要硐室安装防爆照明灯。地面主要机电房安装应急照明。

c)信号：副井内车场至井口、井口至绞车房安装直通信号。皮带机间安装专用直通信号。

运行效果：供电系统建设基本符合《安全专篇》设计。试生产中供电能力与设备、设施安全性能基本满足安全生产需要。矿井高压供电线路有一路未能实现一矿专用，故障偏多，对生产有一定影响。

8、安全监测监控系统系统

矿井安装KJ203N型安全监测监控系统。

模拟量传感器：风井处5个(风速、温度、负压、瓦斯、一氧化碳)，116004采面4个（回风瓦斯

1、采面瓦斯

1、进风瓦斯

1、风速1），116003运巷2个（工作面和回风流），116003风巷2个（工作面和回风流）、主副井2个（风速）、井底泵房2个（泵房、水仓），瓦斯抽放泵房9个（室内瓦斯、高、低泵管路瓦斯、温度、负压、流量）。风门开关：风井2个、井下8个（一区段石门、井底车场、116003运巷、主井与总回风联络巷）。设备开停：瓦斯抽放泵房5个、水泵房2个、局扇4个、乳化泵1个。计48个传感器。传感器备用量按使用量的：瓦斯35%、其它20%计算。

各传感器设定的报警、断电值符合《煤矿安全规程》。瓦斯电闭

锁断电范围包括各传感器控制范围内的巷道中所有电器设备（闭锁能切断总开关馈出的所有供电，总开关安装在进风流中）。

瓦斯传感器安装：距顶板不大于300mm，距巷道壁不小于200mm。巷道风速传感器安装距顶、帮不小于300mm。

监控主机房安排人员24小时值班，安装直通调度的电话。监控员经培训持证上岗。

监控系统主机及入井线路安装避雷装置。

检测监控设备定期维护、保养，每月进行至少一次调试、校正。瓦斯传感器每周使用标准气样调校1次。每周瓦斯超限断电功能进行测试。

矿井建立监测监控系统每日巡回检查制度，由机电、通风部门安排值班人员执行。

机电队对监控系统的设备状况负责。

通风部门对传感器数据准确性负责，利用光学瓦检器实测数据对瓦斯传感器进行校准；每十天利用仪器仪表实测数据对风速、负压、温度、一氧化碳传感器校准一次。

检查情况及时汇报调度同时反馈主机房值班人员并记录备查。各模拟传感器每半年送资质部门检测，合格方准继续使用。运行效果：监测监控系统建设基本符合《安全专篇》设计。对采掘工作面进回风风流、主要工作地点风流及主要设施、设备能实时监测监控并能及时反馈到各相关管理部门，运行中定期进行系统维护措施能落实，每日巡查并校核传感器措施能落实。每周使用标准气样调

校传感器工作开展的不完善，雷雨季节系统影响较多，生产产家来矿维修不及时。

9、矿山救护保健和个体防护

已与最近的矿山救护队签订救护协议。矿内确定应急救护人员，不定期到救护队接受培训和演练。

入井人员必须佩带合格的矿灯和化学氧自救器，穿戴合格的矿帽、工作服、矿用胶鞋和防尘用具，由井口检身员负责监督执行。

10、安全管理

矿已建立矿安全管理机构，分工负责。定期组织安全检查，召开安全分析会，总结安全管理经验教训，研究大的安全隐患处理办法，制定安全管理制度，处罚违章的人和事。

健全管理制度。建立岗位责任制，安全责任落实到岗位、人员。每月组织所有职工进行安全教育和培训，学习内容：各级管理部门文件、法律、法规、灾害预防与处理计划、重大灾害处理应急预案、煤矿安全规程、作业规程、专项安全措施、操作规程、救护常识、个体防护常识等。

依据《煤矿安全规程》、《安全专篇》、相关文件规定每年制定劳动定员、风量分配方案、反风演习方案、灾害处理应急演练方案等，并由矿长督促，相关部门组织落实。

试生产过程提供的经验教训：部分安全管理制度在执行中需要增设部分岗位，部分安全措施的可操作性待改进，职工参加安全学习和接受技能、操作培训的积极性和兴趣待引导和激励。

对今后生产安全的建议：强化安全措施在采、掘工作现场的落实；提高职工安全意识、操作技能，使职工会操作、能发现安全隐患并愿主动规范处理隐患；通过实践总结，改进瓦斯抽放工艺、参数，充分发挥瓦斯抽放的功效；尽快实现完全符合规范的高压双回路供电或增加满足一级负荷的自发电设备；局扇、主排水泵的二回路电源要视同一回路电源同等维护并带电备用；生产中投入流动汽雾阻化剂防灭火设备并规范使用；在风井附近再建设100立方米的消防水池并使用；培训监测监控系统的专门维修和维护人员，保障系统的规范运行；加强维修队伍，保障对巷道、水仓、水沟的清理维护、地滚的维护、更换等工作正常开展；建立完善的发现和处理安全隐患的激励机制，变安全管理的被动为主动。

化 育 煤 矿 2009年9月2日

大方县化育煤矿 联合试运转报告

二00九年二月二日

水泵联合试运报告 篇2

联合排水试运报告

五矿机电科

2010年5月8日

为检验五矿井下主排水设备的排水能力和供电系统的安全可靠性，了解检查水泵的经济运行状况，根据《煤矿安全规程》第281条之规定，按照矿领导的工作部署，定于5月7日对二水平中央大泵进行联合试运，现将试运情况汇报如下：

一、联合试运时间：2010年5月7日0：00—1：00

二、试运总指挥：胡堔义任中华

三、参加人员：鲁智道魏平安吴雪明毕建会寇万记

四、联合试运参加单位：调度室安检科机电科机一队机六队

五、劳动组织：

1、机电一队联合试运总指挥毕建会，电话6191。

2、井上下供电系统负责人寇万记，电话5086。供电系统人员有二中变电所配电工，维修电工。

3、二水平中央泵房由机电一队副队长郑贵福负责，电话5011。人员有泵工、水泵机修工、电工10人。

4、运转记录由兰彬负责。（包括水泵运转情况记录）

六、水泵联合试运配备条件：

1、二中变电所负荷分配情况：

1#电源（额定电流630A）：2#、8#、10#泵2#电源（额定电流630A）：3#、4#、5#泵

3#电源（额定电流630A）：6#、9#、11#、12#泵 4#电源（额定电流630A）：1#、7#泵

注：11#、12#为一台高爆开关

2、二水平中央水泵：

1）、中央水仓技术参数：现用水仓为外仓其容量为7080m3（内仓容量为3043m3）;内外仓总容水量为10123 m3。

2）、水泵及电机技术参数：现有12台水泵；2#、3#、4#、5#、6#、7#、、8#、10#、11#、12#泵为MD450-60/84×7高效耐磨离心式水泵，流量为450立方米每小时，扬程420米；1#、9#泵为250D60×7型高效耐磨离心式水泵，额定流量为450立方米每小时，扬程420米。12台水泵配用的电机型号为YB630S2，额定功率900kw，额定电流105.4A，转速为1487转/min。

3）、配套管路技术参数：

二水平中央泵房现有直径300mm的排水管路7趟，新主井4趟、副井3趟，正常排水用新主井3趟、副井2趟。

七、试运情况

此次参加试运的水泵共10台分别为1#、2#、3#、4#、5#、6#、7#、9#、10#、11#。此次联合试运付井打开3趟排水管路，新主井打开3趟（其中浑水2趟、清水1趟），共6趟排水管路。

八、试运数据

六、联合试运结果分析

1、二中变电所对二中泵房配电情况分析： 水泵联合试运转之前检验并检查供电线路及电气设备的安全可靠性，验证了其安全性。联合试运转及全矿井除保安负荷外其余全部限制负荷用电。要求每一趟回路所带泵不超过三台，使地面变电所五南、五北两回路较均衡分配，在2台泵正常排水的情况下，8台泵在短时间内逐台启动。地面变电所入井四趟电缆、分别为二中变电所1#总电源、2#总电源、3#总电源、4#总电源，4趟电缆截面除4#总电源为120mm2，其余3趟为150 mm2。二中变电所4台总电源及4趟电

缆经受了10台大泵连续大电流起动的考验，各回路电缆温升没有明显变化，二中变电所电气设备运行平稳，各仪表指示正常，表明供电系统安全可靠。

2、中央泵房水泵和管路设备是否满足：试运过程中，水泵压力表、电机、水泵本体及其附属设施、管路、阀门等无异常现象；表明泵房水泵和管路排水系统安全可靠。

3、二中泵房水泵联合试运结果分析：

试运结果汇总分析表如下：