(完整版)联合试运转总结报告

《(完整版)联合试运转总结报告》由会员分享，可在线阅读，更多相关《(完整版)联合试运转总结报告（40页珍藏版）》请在金锄头文库上搜索。

1、黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 1 - 目 录 第一章 前言2 第二章 各主要系统分项运行报告2 第一节 采掘系统运行报告2 第二节 通风系统运行报告7 第三节 提升、运输系统运行报告13 第四节 供电系统运行报告15 第五节 防尘防灭火系统运行报告18 第六节 防、排水系统运行报告20 第七节 瓦斯抽放系统运行报告21 第八节 瓦斯监测监控系统运行报告22 第九节 通讯系统运行报告24 第三章 主要生产安全设备故障处理记录与分析24 第四章 提升、排水、通风等主要设备的检测、检验报告25 第五章 联合试运转的效果分析26 第六章 矿组织机构和部门设置情况25 第七章 存在的主要问题及下

2、步打算26 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 2 - 第一章 前 言 黔西县岩脚煤矿属于私营独资企业，位于黔西县太来乡，行政区划属黔西县太来乡管辖，位于黔西县城北 30km。黔西县岩脚煤矿由原黔西县太来乡岩脚煤矿（3 万 t/a）和唐家湾煤矿（0.5 万 t/a，）整合扩界而成。矿区面积为 1.9552km2，开采深度+1240+1000m，设计生产规模为 15 万吨/年。 根据黔西县煤炭管理局、黔西县国土资源局文件， 贵州省国土资源厅文件：“黔国土资矿管20071659 号”关于解决黔西县煤矿资源合理配置、调整部分煤矿矿区范围的批复、贵州省人民政府“黔府函2007105 号省人民政府关于

3、毕节地区毕节市等八县（市）煤矿整合和调整布局方案的批复、贵州省煤炭管理局、贵州省发展和改革委员会、贵州省经济贸易委员会、贵州省国土资源厅、贵州省煤矿安全监察局、贵州省环境保护局文件（黔煤版字【2006】97 号）：关于毕节地区八县（市）煤矿整合、调整布局方案的批复文件；于 2008 年 12 月颁发的黔西县太来乡岩脚煤矿采矿许可证证号 5200000831160。 我矿于2008年委托贵州宏景矿产资源开发服务有限公司完成了黔西县太来乡岩脚煤矿安全设施设计安全专篇和开采方案设计的设计；经“黔西县煤炭管理局文件（安煤字【2009】11 号）关于对岩脚煤矿技改开工申请的批复”同意于 2009 年 2

4、 月开始动工建设，因前方案已不能适应现在开拓布置，不利于矿井建设和生产，于 2010 年 5 月委托贵州永凤矿山科技服务有限公司完成了黔西县太来乡岩脚煤矿（变更）黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 3 - 开采方案设计和安全专篇（变更），经贵州煤炭安全监察局毕节煤监分局黔煤安监毕【2010】142 号文件批准我矿安全专篇（变更）设计，并有贵州省煤矿项目开采方案设计变更（修改）备案登记表贵州省能源局（2010）728 号及贵州动能煤炭技术发展服务有限公司黔动咨【2010】 070 号文件关于 黔西县太来乡岩脚煤矿 （变更） 开采方案设计的专家组评审意见。 2010 年 11 月 5 日正式批准

5、我矿进行安全设施设备联合试运转。 第二章 各主要系统分项运行报告 第一节 采掘系统运行报告 一、煤层开采技术条件及矿井开拓方式简述 1、开采技术条件 本矿主采煤层为 4、9 号煤层，为倾斜中厚及厚煤层，煤层在井田范围内呈单斜构造，4 号煤层与 9 号煤层间距 20-30m。地质报告中 4 号煤层平均厚度 2.27m， 9 号煤层平均厚度 1.33m。因现在浅部开采，实际揭露 4 号煤层平均厚度 2.4m， 9 号煤层平均厚度 1.9m。 矿区内煤层顶板大都为泥质粉砂岩或粉砂质泥岩，4 号煤顶板较完整、稳定，但 9 号煤局部有断层、节理、裂隙发育，顶板不太稳定。因此，需加强对顶板的管理。 我矿为

6、高瓦斯，煤层无突出危险性，地温正常，无冲击地压，地震烈度 6 级。 根据鉴定结果，我矿煤尘无爆炸性，属不易自燃煤层。 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 4 - 矿井周围有小窑存在，但都已关闭，开采范围已控制。 东面有鸿运煤矿，北面有太来煤矿，按要求，由国土部门画有矿界，设计部门已按要求在矿井边界留有煤柱。 2、开拓方式简述 本矿井开拓方式为斜井开拓，主、副斜井及回风斜井布置在 M4、M9两煤层间的岩层中， 主斜井按方位角13,以倾角17掘进至+1075m标高;副斜井按方位角 14,以倾角 20掘进至+1075m 标高布置井底车场、 井底水仓, 回风斜井按方位角 15,倾角 20掘至+107

7、5m 标高再掘联络巷与主、副井联通,在+1167m 标高掘反石门（1167 回风石门、1167 轨道石门）揭穿煤层布置 1901 回风巷和 1402 回风巷，在+1138m 标高掘反石门揭穿煤层布置 1901 运输巷和 1402 运输巷， 1901 运输巷及 1901 回风巷沿走向分别掘进 566 米和 497 米掘 1901 开切眼构成完整的生产系统和通风系统。 二、采掘布局 1、采煤布局 由+1167 水平掘回风石门进入 9 号煤层，沿煤层走向掘进布置 1901回风巷；在+1138 水平沿 9 号煤层掘 1901 运输大巷至采区边界后掘进开切眼形成 1901 首采工作面。 2、掘进布局 根

8、据采掘接替计划和开采方案设计，分别布置 1402 运输巷、1402 回风巷两个掘进工作面。 1402 回风巷在+1167 回风石门内开口直接进入 M4 煤层，沿 M4 煤层黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 5 - 走向向西掘进。1402 运输巷在 1138 车场内开口直接进入 M4 煤层，沿 M4煤层走向向西掘进。两条巷道至采区边界后掘进开切眼形成采煤工作面作为 1901 采面的接替面。 三、采煤方法及工艺流程 1、采煤方法：根据采区巷道布置及回采工作面与上下顺槽的位置关系，选择走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。 2、落煤方式：煤电钻(ZMS-1.2 型)打眼，爆破落煤。 3、装煤

9、及运煤方式：工作面采用人工攉煤，利用刮板输送机运煤，运输巷采用皮带运输； 4、采煤工艺流程：打眼装药联线爆破挂梁、铺笆接顶、支临时支柱攉煤、支柱扫浮煤掐移供液管移溜槽支回戗柱、特殊支护、收尾隔离柱回柱放顶。工作面采用“边采边准”作业形式。 5、装煤及运煤方式：工作面的煤炭(刮板输送机或溜槽)1901 机巷(刮板机)0.6 皮带1138 轨道石门1#煤仓主井皮带输送机主井口地面工业广场煤坪。 6、支护方式： 工作面：选用 DZ2525100 型单体液压支柱配金属型顶梁。设计“四五”排控顶，排距 1.0m，柱距 0.8m，最小控顶距 3.6m，最大控顶距 4.6m，放顶步距 1m。直接顶不稳定时，

10、应加强顶板支护，老顶坚硬难冒时可采取强制放顶措施，若底板吸水后变松软，支护时可在支柱底部加垫板，防止支护插入底板。放顶时为防止矸石窜入作业空间，在靠采空区一侧设置挡矸帘。攉煤及打柱时应防止上方矸石及煤块滚下伤人，黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 6 - 在采煤工作面上每隔 10m 打一道与走向方向相同的挡矸廉。 7、特殊支护：运输、回风巷离工作面 20m 范围内用 DZ25-30/100 单体加强支护。支护长度不小于 20m。 四、掘进方法及工艺流程 1、永久支护要求：根据设计，工字钢支护时巷道上净宽 2.2m，下净宽 3.0m，净高 2.0m(距轨面)。工字钢支护时巷道形状为梯形，11

11、号矿用工字钢架棚，棚距 700mm。S 掘=5.5m2，S 净=5.2m2。 2、掘进方式：煤电钻(ZMS-1.2 型)打眼，爆破掘进。毫秒延期电雷管，三级煤矿许用乳化炸药爆破落煤，正向装药起爆。采用 MFB100 型起爆器起爆，全断面一次爆破。采用 1mm2的铜芯电缆作爆破母线，母线长 350 米，回路长 700 米。 3、工艺流程：打眼装药联线撤人警戒放炮（撤警戒后）刷帮挑顶移前探支架架金支支架（接顶）出煤、矸。 掘进工作面“三八制”作业。 4、临时支护：采用 4m 长前探梁作为临时支护。临时支护紧跟迎头，严禁空帮、空顶作业。 5、装煤及运煤方式：工作面采用人工攉煤装矿车电机车运至 1#溜

12、煤仓人工翻车主井皮带地面。 6、其他：电缆吊挂高度不低于 1.3m，风水管吊挂高度不低于 1.0m，临时轨道间距为 600mm。遇顶板破碎、松软及遇断层时，另报专门措施。 五、采掘机械配备 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 7 - 回采工作面主要设备配备表 序号 名称 型号 主要技术参数 单位 数量 备 注 使用 备用 合计 1 可伸缩带式输送机 SJ14 输送能力200t/h，运距800m，带宽650mm，电压等级 660,2*22kw 台 2 2 2 回柱绞车 JH28 电压 660v，N=7.5Kw 台 1 1 3 调度绞车（备用） JD11.4 电压 660v，N=7.5Kw 台

13、1 1 4 煤电钻 MZ-12 电压 127v，N=1.2Kw 台 2 1 3 5 单体液压支柱 DZ25-25/100 支撑高度2500-1700mm 棵 550 60 610 6 型顶梁 支撑长度2600mm 棵 350 70 420 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 8 - 7 矿用小水泵 Kwqb20-75/5-5.5 扬程 75m， 流量20m3/h，N=5.5kw 台 2 1 3 8 刮板运输机 SGD-420/30 660v，N=30kw 台 2 2 9 乳化液泵 RBZ-80/200 660v，N=45kw 套 1 1 2 10 乳化液泵箱 X4RX 个 1 1 黔西县太来

14、岩脚煤矿联合试运转报告 - 9 - 7564231111台 11台 21探水钻台 KWQB20-75/5-5.5扬程75m,流量20m /h,N=5.5Kw矿用小水泵型 号掘进工作面主要设备配备表名 称煤电钻序号图 例备 注电压127V，N=1.2kW主要技术参数1台 23备用数 量使用单位合计MZ-128额定电压660V/380v，功率4.0kWTXU-75A风量185-330m /min，211Kw岩石电钻电压127V，N=2.0台11风钻耗气量2.8m3/min台11 六、影响矿山压力显现的基本规律 1、顶底板管理 首采工作面布置在 9 号煤层内，矿区内煤层顶板大都为泥质粉砂岩或粉砂质泥

15、岩，顶板较完整，只有局部岩层有小断层、节理、裂隙发育；煤层形成采空区后有垮落现象。煤层底板岩性主要为泥岩，因此，需加强对顶板的管理。1901 工作面的煤层平均倾角在 19左右，平均采高在1.9m 左右，一次性采全高。最大控顶距 4.6m,最小控顶距 3.6m。 2、矿压观测 1901 采煤工作面试运转期间顶板放顶随放随落。初次来压范围 10黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 10 - 15m。 七、矿井采掘系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析 1、采掘系统和采煤方法是按照设计规范布置的，经联合试运转证明生产能力达到设计要求，我矿采掘系统合理，对矿井安全开采比较有利。但为了保证矿井安全生产万无一

16、失，需要对采煤工作面顶板加强检查，对支护情况进行跟踪，加强顶板管理。 2、选用单体液压支柱与设计相符，经过现场实际检查，支柱支撑强度能够达到要求。 3、顶板冒落灾害的防治措施 （1）当顶板条件变化时，必须及时修改作业规程制定针对性的支护措施。 （2）支柱必须按迎山角的规定打设支护顶板，严禁打在浮煤矸上，保证支柱有足够的初撑力。 （3）放炮后要立即将打倒的支柱补齐，打好靠帮支柱。 （4）支柱打设成排、成行，排距、柱距符合作业规程规定，确保有足够的支护密度。 （5）沿煤巷掘进时，采用金属梯形棚支护，岩巷掘进时，如遇围岩坚硬，则采用锚喷支护，如遇围岩松软、破碎，则采用砌碹支护。 （6） 采面变薄带支

17、柱不能有效支撑时， 必须挖角窝， 保证支护强度。 八、联合试运转期间产量统计分析 联合试运转期间，设计单日最高产量 596 吨，最低产量 360 吨，平均 478 吨/日，实际单日最高产量 610 吨，最低产量 350 吨，平均 490 吨黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 11 - /日，达到联合试运转目的。 第二节 矿井通风系统运行报告 一、概况 （一）、瓦斯 1、根据 2008 年度矿井瓦斯等级鉴定报告：矿井绝对瓦斯涌出量为1.44 m3/min；绝对二氧化碳涌出量为：1.23 m3/min。根据【黔煤行管字2008】1547 号，对黔西县太来乡岩脚煤矿 2008 年度矿井瓦斯鉴定报告

18、的批复本矿属低瓦斯矿井。 2、根据总回风巷内瓦斯监控数据表明：总回风流中，2010 年 57月总回风巷的瓦斯浓度最高为 0.25%，最低为 0.14%，一般为 0.18%。停电时瓦斯涌出情况一般在 8 小时后开始出现报警，报警值 0.75%，主扇排放瓦斯速度在开启主扇10分钟后， 总回风瓦斯浓度降至0.140.3%以内。 （二）、煤层自然倾向性 根据贵州省煤田地质局实验室 2009 年 8 月提交的煤层自燃倾向性鉴定报告；我矿 4#、9#煤层自燃倾向性为三类（不易自燃）。 （三）、煤尘爆炸性 根据贵州省煤田地质局实验室 2009 年 8 月提交的煤层自燃倾向性鉴定报告；我矿 4#、9#煤层煤尘

19、无爆炸性。 （四）、地温情况 岩脚煤矿经实测井下温度为 17C22C,属地温正常型矿井， 在实际生产过程中从未发生过地温异常现象。 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 12 - （五）、煤与瓦斯突出危险性 根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提交的岩脚煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告结果，我矿+1050 水平以上的 4#、9#煤层无突出危险。 （六）、冲击地压 我矿无冲击地压现象显现，建井期间也未发生过冲击地压现象。 二、矿井通风 （一）、通风方式和通风系统 1、煤层开采技术条件及矿井开拓方式简述 首采工作面设计在 9#号煤层中，平均煤厚 1.9m。地层倾向平均 320度，平均倾角

20、19 度。顶板为粉砂质泥岩，底板为泥岩。掘进工作面布置在 4#煤层，平均煤厚 2.27m。地层倾向平均 320 度，平均倾角 19 度。顶板为粉砂质泥岩，底板为粘土岩。矿井开拓方式为斜井开拓。 2、通风方式 本矿为中央并列抽出式通风。 3、矿井通风系统 新鲜风流经主斜井、副斜井1138 轨道石门1901 工作面运输巷工作面1901工作面回风巷1167回风石门回风斜井引风道(风机)地面。 （二）、风井数目、位置、范围及服务年限 1、矿井初、后期风井数目及位置 本矿设计一个回风斜井。回风斜井井口标高：+1214m，布置在 4#、黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 13 - 9#煤层之间，专作回风

21、之用，长 391m，坡度 20，净断面 5.8m2，采用半园拱形断面，砌碹、锚喷支护。 2、风井功能、服务水平及服务年限 风井主要为全矿回风用。服务于开采水平以上的采掘工作面，服务年限为矿区服务年限。 （三）、采掘工作面及硐室通风 我矿首采工作面为 1901 采煤工作面，其供风路线为： 主斜井、副斜井1138 轨道石门1901 工作面运输巷工作面1901 工作面回风巷1167 回风石门回风斜井引风道风机地面。 掘进工作面为 1402 回风巷和 1402 运输巷两个掘进工作面，其供风方式为局部通风机压入式供风， 1402 回风巷局扇安装在副井 1167 甩车道风门进风侧，1402 运输巷风机安装

22、在主井 1138 联络巷风门进风侧。其通风线路为： 1、1402 回风巷： 副斜井1167 甩车道（局扇、风筒）1402 回风巷掘进迎头1402回风巷1167 回风石门风井引风道地面。 2、1402 运输巷： 副斜井1138 车场（局扇、风筒）1402 运输巷掘进迎头1402 运输巷专用回风道风井引风道地面。 在副井底设置有机电硐室和水仓，新鲜风流经管子道供给可满足该用风地点的用风要求。 （四）、井下通风设施及构筑物布置 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 14 - 在回风斜井井口设置防爆门一道，安全出口一个，供行人出入井使用；引风道供主扇排风专用，风硐及风机房供安装主扇用，在通风系统中设置

23、有双向风门、调节风门、密闭等通风构筑物。 岩脚煤矿通风设施布置见下表： 序号 风门编号 风门安装位置 风门材料 两道风门间距离 负责人 1 1 号 安全出口一组 杉木 6m 龚学贵 2 2 号 1167 轨道石门一组 杉木 10m 候光有 3 3 号 主副井联络巷一组 杉木 5m 罗东旭 4 4 号 1402 回风巷一组 杉木 5m 龚学贵 5 5 号 1402 运输巷一组 杉木 5m 候光有 密 闭 台 账 密闭 编号 地点 密闭 性质 密 闭 原因 建筑材料 墙体厚度 建筑位置 1 号 1167 永久 冒顶区 红砖石砂水泥 0.8m 1167 回风石门 2 号 1138 临时 盲 巷 红砖

24、石砂水泥 0.6m 1138 运输石门 3 号 1138 临时 调 整 风 红砖石砂 0.8m 主井与 1138 运输石门黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 15 - 流方向 水泥 联络 巷 4 号 1901 永久 新 老 系统隔断 红砖石砂水泥 0.8m2 1901 运输巷 5 号 1901 永久 新 老 系统隔断 红砖石砂水泥 0.8m2 1901 运输巷 （五）、安全逃生路线 1、矿井安全出口设置及保证措施 本矿井在主斜井、副斜井和回风斜井分别设置 3 个通往地面的安全出口，主要供人员进出井用。井下采区内，通过联络巷道分别与三个井筒相连，井下巷道交叉点设置路标，指明通往安全出口的方向。

25、 采煤工作面两个安全出口，确保足够的巷道断面（高度不低于 1.8m，宽度 2.0m 以上）。 2、井下避灾路线 发生火灾、瓦斯及煤尘爆炸事故时： 采面：1901 工作面采面运输巷1138 运输石门主、副井联络巷副井或主井地面。 掘进工作面： （1）1402 回风巷工作面1167 轨道石门副斜井安全出口地面。 （2）1402 运输巷工作面1402 运输巷1138 车场或主、副井联络巷副井（主井）地面。 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 16 - 发生水灾事故的避灾路线： 采面： 1901工作面1901回风巷1167回风石门回风斜井地面。 掘进工作面： （1）1402 回风巷工作面1167 回

26、风石门回风斜井安全出口地面。 （2）1402 运输巷工作面1402 运输巷专用回风巷风井地面。 发生顶板灾害时避灾路线： 根据人员所在遇险位置向安全地点撤离。 （六）、矿井现有风量、通风设备选型及验证 1、风量分配 设计风量：设计矿井总需风量：2160m3/min；设计 1901 采煤工作面需风量 664.8m3/min，设计 1402 回风巷掘进工作面需风量 330m3/min，设计 1402 运输巷掘进工作面需风量 330m3/min；变电所和水泵房各 60 m3/min；其他巷道 120m3/min。 实际测风量平均为： 风井总回风量 2229m 3/min， 主斜井进风量 896.5

27、m3/min，副斜井进风量 1283 m3/min， 1901 采煤工作面风量 857m3/min，1402 回风巷掘进工作面风量 357m3/min，1402 运输巷掘进工作面风量359m3/min，变电所风量 102 m3/min，水泵房风量 102 m3/min，能够满足矿井生产的需要。 矿井风量测定一览表 序号 地点 风速 （m/断面 （m2） 风量 （m3） CH4 CO2 备注 % % 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 17 - 1 主斜井 2.77 5.4 896.5 0 004 2 副斜井 3.96 5.4 1283 0 004 3 1901 采面进2.86 5.0 857

28、 0 004 4 1901 采面回2.95 5.0 886 0.02 0.04 5 1402 运输巷掘面回风 1.20 5.0 359 002 004 6 1402 回风巷掘面回风 1.19 5.0 357 0.02 004 7 1075水泵房、变电所 0.33 5.2 102 0 0.04 8 总回风 6.88 5.4 2229 004 004 2、设备选型 通风设备选型：矿井主要通风机选择二台 FBCDZN015-255 型防爆轴流通风机，一台工作，一台备用，功率 255Kw,风压: 617-2340pa,风量 900-3600m3/min。与设计要求相吻合。掘进工作面采用 FBDNO.5

29、.6211KW 局部通风机压入式通风，吸风量范围 162600m3/min。 3、验证 根据全矿井设计需风量及实测风量进行对比验证： A、矿井设计总需风量：2160 m3/min 根据 2010 年 11 月2011 年 1 月三个月正常生产时数据统计：总进风量 2179.5m3/min；风井总回风量经实测平均为 2229m3/min；能满足矿井安全生产需要； B、1901 采面所需风量为 664.8 m3min 根据 2010 年 11 月2011 年 1 月三个月正常生产时数据统计：实测黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 18 - 采面平均风量为：857m3/min；能满足采面安全生产需

30、要； C、1402 回风巷所需风量应为：330m3/min； 根据 2010 年 11 月2011 年 1 月三个月正常生产时数据统计：实测1402 回风巷风量平均为：357 m3min；能满足工作面安全生产需要； D、1402 运输巷所需风量应为：330m3/min； 根据 2010 年 11 月2011 年 1 月三个月正常生产时数据统计：实测1402 运输巷风量平均为：359 m3min；能满足工作面安全生产需要； E、机电硐室、水仓及其他硐室设计所需风量分别为：60 m3/min、60 m3/min、120 m3/min，漏风量为 50 m3/min。实测机电硐室、水仓及其他硐室风量分

31、别为： 102 m3/min、 102 m3/min、 123 m3/min， 漏风量为 47 m3/min。 根据验证，主扇、局扇风机选型及风量分配足以满足生产要求。 （七）、通风机位置及供电情况 在风井的引风道安装两台同型号、同功率的主扇，一台工作，一台备用，通风机电源设置成双回路，一回路工作，另一回路备用；其中一个回路出现故障时，另一个回路可以立即投入运行，以确保安全生产。 1402 回风巷局扇安装在副井 1167 甩车道风门进风侧，1402 运输巷风机安装在主井 1138 联络巷风门进风侧， 各安装两台局扇， 局扇实现 “三专 两 闭 锁 ” ， 双 风 机 双 电 源 。 局 扇 专

32、 用 变 压 器 为 两 台 容 量KBSGZY-100/10/0.69 的变压器，变压器中性点不接地。 根据 2010 年 11 月 2011 年 1 月之间的测风数据表明， 矿井总进风量最小值为 2162 m3/min，最大值为 2189m3/min。矿井总回风量最小值为2170 m3/min，最大值为 2233 m3/min。1901 回采面风量 857 m3/min。 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 19 - 选用 FBCDZN015-255 型矿用隔爆对旋轴流抽出式风机 2 台，配套电机选用功率255kw防爆电机2台。 主要通风机风量900-3600m3/min，静压 617-

33、2340Pa ，足以满足要求。 （八）、矿井通风系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析 1、通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施 通风系统和通风方式是按照安全专篇设计规范布置的，从现有的通风能力和风量、巷道尺寸及状况来看，我矿通风状况较好，能满足矿井安全开采需要。但为了保证矿井安全生产万无一失，需要对通过风系统及通风设施进行必要的日常维护，保证通风设备、设施能够正常运转。 2、矿井开拓、采掘布置风井数量与井筒装备、设备对矿井安全的影响 在黔西县太来乡岩脚煤矿（变更）安全专篇设计中，其通风设计能力是根据矿井开拓方式、采掘布置及风井数量等来进行的。其通风系统及通风方式是合理的，只要加强生产过程

34、中通风设施、设备的管理，加强日常的瓦斯检查及监测监控以及局部通风管理，就能保证矿井的安全。 第三节 提升、运输系统运行报告 一、提升、运输方式及装备 1、主斜井及装备 主斜井沿 4#煤层底板布置，主要担负煤炭的运输、行人、通风等任务，长 462m，坡度 17 度，净断面 5.8m2，采用三星拱形断面，砌碹、锚黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 20 - 喷支护，井筒内铺设 1 台 DTL-80/20245 型的皮带输送机。 2、副斜井及装备 副斜井担负运料、矸石运输及排水、进风、行人等任务，长 396m，坡度 20 度，净断面 5.8m2，采用半圆拱形断面，砌碹、锚喷支护，井筒内用 JTP1

35、.61.5 型单滚筒防爆提升绞车， 配套电机功率： 110kw、 380v；选用变频调速电控、钢丝绳为：619，d:24.5mm，安全系数为 10.8，1t矿车提升运输。 3、其他巷道 （1）1901 运输巷、1402 运输巷，采用工字钢支护，净断面 5.2m2。1901 运输巷采用 DTL-65/20245 型的皮带输送机运输；1402 运输巷用 CTY5/6 GB 功率为 7.5kw 型号的电机车运输。 （2）1402 回风巷、1901 回风巷，净断面 5.2m2，采用金支支护, 巷道内铺设 600mm 轨距 15kg/m 钢轨，人力推车。 二、运输容器 矿车类型 型号 载重(t) 容积

36、(m3) 轨距 (mm) 轴距 (mm) 自重 (kg) 车轮 直径 (mm) 外型尺寸(mm) 数量 (辆) 利用率 长 宽 高 翻斗式矿车 MF1.0-6 1 0.75 600 800 563 300 2110 960 1245 66 90% 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 21 - 表 1-3-5 矿车规格数量表 三、生产系统 运煤： 1901 采煤工作面(刮板输送机)1901 工作面运输巷（刮板输送机）1138（0.6 皮带）石门1#溜煤眼主斜井（皮带运输）地面。 运料： 材料从副斜井(1167甩道)1167轨道石门(人工推车)1901回风巷（人力推车）1901 工作面。 四、测

37、试情况 从联合试运转开始，本矿运输系统完全能保证全矿井 15 万吨/年的提升运输任务。 五、矿井提升运输系统的合理性、可靠性分析 提升、运输系统和运输方式是按照设计规范布置的，从现有的提升、运输状况来看，我矿提升、运输状况较好，对矿井安全开采比较有利。 2009 年 6 月 23 日贵州省煤田地质局实验室为我矿提交的 钢丝绳检测检验报告及煤矿在用提升绞车系统安全检测检验报告，提升绞车及钢丝绳均符合规范要求。但为了保证矿井安全生产万无一失，需要对提升、运输系统及提升、运输设施、设备进行必要的日常维护，保证1 吨材料车 MC1-6A 1 600 550 494 300 2000 880 1150

38、10 15% 1 吨平板车 MP1-6A 1 600 550 464 300 2000 880 410 6 10% 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 22 - 提升设备、设施能够正常使用。 第四节 供电系统运行报告 一、电源条件 （1）我矿为双回路电源供电。一回路引自太来 110kv 变电站 10kv母线引至矿井;另一回路引自协和 10kv 支线，以保证矿井供电安全。 （2）矿井电源直接由 10KV 线路进入地面变电站，在副井底设井下变电站。井下设备供电电压为 660V，煤电钻和井下照明，电压为 127V；地面设备电压为 380v，照明电压 220V。主扇、瓦斯泵、空压机、水泵均为双回路供

39、电。 二、供电变压器 我矿变压器共 6 台，其中我矿在+1075 机电硐室安装了 2 台 KBSGZY400/10/0.69 及 2 台 KBSGZY200/10/0.69 变压器供井下动力用电及KBSGZY-100/10/0.69 供井下三专用电，在主斜井、配电峒室、甩车场均设置固定照明设施。选择一台容量为 KS9400/10/0.4 和另一台容量为KS9315/10/0.4 供地面主要设备。 井下供电按规定已实现了“三专两闭锁”和电气设备的“三大保护”等装置保证了矿井安全的需要。 由地面变电所对采煤工作面及掘进面进行供电，局部通风机供电自局部通风机专用变压器引专线下井进行供电，局部通风机实

40、现双电源、双线路、专用开关供电，井下供电按规定已实现了“三专、两闭锁”和电气设备的“三大保护”等装置保证了矿井安全的需要。 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 23 - 三、电力负荷 矿井地面工作容量 684kw， 井下工作容量为 208kw； 全矿有功负荷 656 kvA，无功负荷 766.2kvA。 矿井目前共安装设备 36 台/件，其中工作设备 22 台/件，其电力负荷实际情况见下表： 黔 西 县 岩 脚 煤 矿 电 力 负 荷 统 计 表 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 24 - 全部(台)工作(台)全部(台)工作(台)有功(kw)无功(kvar)视在(KVA)一井下负荷362

41、6482.5380.9210.1202.1291.8722395.11煤电钻0.127748.44.80.50.80.752.41.83.07603.22局扇0.6642884410.730.9444.041.460.4254390.43探水钻0.66321280.30.750.882.42.13.24276.84岩石电钻0.12732640.50.760.862.01.72.66019.25小水泵0.666433220.50.760.8611.09.514.533105.66回柱绞车0.66117.57.50.40.720.963.02.94.26842.887刮板运输机0.66226060

42、0.50.720.9630.028.841.6855368乳化液泵0.662174370.50.750.8818.516.324.6549459调度绞车0.664445.645.60.50.651.1722.826.735.158687.210刮板转载机0.662260600.50.720.9630.028.841.68553611皮带运输机0.662288880.50.720.9644.042.261.0125452.812水泵0.66311113710.720.9637.035.551.3210988.8二地面负荷2419851533.5383.6321.5501.11812254.41通

43、风机0.382122011010.780.80110.088.0140.96795362主井皮带运输机0.38111101100.80.780.8088.070.4112.7434903.043副井绞车0.3821180900.80.780.8072.057.692.2355829.764生活水泵0.3821157.50.70.71.025.35.47.520374.25瓦斯抽放泵0.3821110550.50.730.9427.525.937.7794976机修0.384420200.40.71.028.08.211.417740.87照明0.22550.60.51.733.05.26.07

44、1288灯房浴室及其它0.3833660.80.750.884.84.26.422809.69分选皮带0.384416160.50.730.948.07.511.023126.410压风机0.38321651100.50.760.8655.047.372.516552811皮带运输机0.3811440.50.730.942.01.92.75781.6总 计60451334914.4 593.7523.6792.916.90tg耗电量（KW/h）最大负荷 电力负荷统计表序号负荷名称电压(kv)设备数量设备容量需用系数cos 四、供电线路保护措施 （一）电器设备继电保护 A井下电动机、控制设备，具

45、有短路、过负荷、接地和欠压释放保黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 25 - 护。配电点引出的馈电线上，已按要求装设短路、缺项、过负荷和漏电保护装置。 B井下配电网路均装设过流、短路保护装置，且正确选择熔断器的熔体。 必须用最小两相短路电流校验保护装置的可靠动作系数。保护装置必须保证配电网路中最大容量的电气设备或同时工作成组的电气设备能够起动。 C矿井高压电网，必须采取措施限制接地电容电流不超过 20A。 地面变电所的高压馈电线上，必须装设有选择性的单相接地保护装置。 井下低压馈电线上，必须装设检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。 每天必须对低压检漏装置的运行情

46、况进行 1 次跳闸试验。 煤电钻必须使用设有检漏、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综合保护装置。每天必须对煤电钻综合保护装置进行 1 次跳闸试验。 D. 防雷电装置 a.在地面安装了防雷塔，避雷箱等装置，并通过检验验收合格。 b.引入井下的供电线路、风水管路、入井轨道等均达到防雷标准。 五、矿井供电系统选型及验证 1、电压的等级符合要求 A.高压，不超过 10000V。 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 26 - B.低压，不超过 1140V。 本矿为地面 380V，井下 660V，照明电压不超过 220V、信号，电话供电额定电压不超过 127V。远距离控制线路的

47、额定电压，不超过 36V。 2、地面变压器中性点接地保护 严禁由地面中性点直接接地的变压器或发电机直接向井下供电。 我矿变压器共 6 台，其中二台 S9400/10/0.4 的变压器供地面设备及照明用电，其中性点接地。井下供电的变压器中性点都不接地。且变压器选型符合国家标准，因此符合要求。 3、设备选型验证 井下所有电气设备采用矿用隔爆型或本质安全型电气设备，并具有“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”。 4、矿井防雷 我矿防雷设施（安装在地面）及设备安装经有资质单位完成，并验收合格。 5、所有电气设备都按要求安设保护接地装置和局部接地装置。 六、矿井供电系统的合理性、可靠性

48、分析 供电系统和供电方式是按照设计规范布置的，从现有的供电状况来看，我矿供电状况较好，对矿井供电比较有利，能符合安全生产要求。 第五节 防尘、防灭火系统运行报告 一、自然条件 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 27 - 1、煤层自然倾向性 根据贵州省煤田地质局实验室煤炭自燃倾向等级鉴定报告：我矿 M4 煤层、M9 煤层自燃倾向分类为三类，即不易自燃。 2、煤尘爆炸性 根据贵州煤田地质局实验室对矿山测试鉴定的资料，我矿 4#、9#煤层煤尘无爆炸性。 3、地温情况 地质资料中未能收集到矿井地温资料，根据邻区矿井资料，矿区地温正常。 属地温正常型矿井，在实际生产过程中从未发生过地温异常现象。 4

49、、煤与瓦斯突出危险性 根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2008年9月24日提交的鉴定认为: 岩脚煤矿 M4 煤层鉴定范围内（1191 老道下方 M4 煤层标高+1050m 以浅采区域）无突出危险性。 根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2009年6月20日提交的鉴定认为: 岩脚煤矿 M9 煤层鉴定范围内（标高+1030m+1240 之内）无突出危险性。 根据岩脚煤矿 M4、M9 煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告及安全专篇设计要求：M4 煤层在标高+1050m 以浅采区域之内按高瓦斯矿井设计和管理，+1050m+1000 m 标高未作突出危险性鉴定报告 按煤与瓦斯突出矿井设

50、计和管理； M9 煤层在标高+1030m+1240 之内按高瓦斯矿井设计和黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 28 - 管理，+1030m+1000 m 标高未作突出危险性鉴定报告 按煤与瓦斯突出设计和管理。 5、冲击地压 地质资料中未提供冲击地压的相关资料，该矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生，本设计按没有冲击地压危险考虑。 二、消防水池及消防管路 根据设计，地面设有 2 个消防水池（一个设在井口南面+1250m 标高的山顶上，容量 300m3，一个设在风井口，容量 250m3 ），总容量 550m3，主井、副井各敷设一趟管路引入井下，分别为 D50、D25 钢管；各巷道内每隔 501

51、00m 安设三通、阀门一个，喷雾洒水装置齐全、隔爆水袋安装到位。 三、设施 入井电缆均采用符合国家标准的阻燃电缆。在 1901 回风巷、1901 运输巷安装有 13 架辅助隔爆水棚各 4 组；1402 回风巷、1402 运输安装有13 架隔爆水袋各 1 组；主斜井、副斜井、回风斜井各安设 3 组；采面运输石门、专用回风石门均按要求配置一定数量的灭火器、山砂，并安装有 13 架隔爆水袋各 2 组等。各巷道按要求安设防尘喷雾装置， 在离掘进工作面 20m 左右、采煤工作面运输巷、回风巷离工作面 20米左右地方设置水幕净化风流，离巷道入口约 20m 设置水幕，另外有转载点设喷雾洒水降尘。根据风流中粉

52、尘浓度而开启供水阀门。 四、测试情况 我矿组织人员对井下消防管路布置合理性，管路漏水情况，管路中黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 29 - 水量情况进行了测试。对防尘系统进行测试。 经测试，我矿防尘系统完善，布置合理，设施质量过关，能够保证安全生产。 五、矿井防尘系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析 1、根据贵州煤田地质局实验室对矿山测试鉴定：出具的主采煤层煤尘爆炸性鉴定资料，鉴定结果基本可靠。本矿主采 M4、M9 号煤层均按煤尘无爆炸性及煤层自然倾向性等级为三类不易自燃煤层。 2、在开采过程中要注意井下空气粉尘的含量，采取有效措施，尽量降低巷道和工作面中煤尘的含量，以保证良好的井下作业环境

53、。 3、工作面采用湿式打眼，使用专用的水炮泥，使爆破时水滴和粉尘的惯性碰撞和凝并使粉尘迅速沉降。水炮泥爆破除降尘效果外，对降低爆焰、温度、防止引燃事故、降低炮烟及有毒有害气体含量效果也十分显著， 4、在采掘工作面装载点、卸载点等井下作业地点，均设置喷雾器喷雾洒水。 综合以上，本矿防尘系统可靠、合理，满足设计及实际生产需要。 第六节 防、排水系统运行报告 一、矿井防治水措施 （一）矿井开拓，开采所采取的安全保证措施 矿井采用斜井开拓，为了减少地表水的渗透已留足隔水保安煤柱和采取了地面修筑排洪水沟等有效的防治水措施。 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 30 - （二）采掘工程所采取的防治水措施

54、 1、预防的重点在裂隙、小煤窑积水和雨季渗水。查明了矿区和矿井水文地质情况，编制了防治水专项措施。 2、调查、核对相邻煤矿和废弃的老窑情况，并在井上下对照图上标出其井口位置，开采范围，开采年限，积水情况等。 3、在靠近小煤窑、断层等有突水危险的地点附近掘进巷道时，必须边探边掘，先探后掘，防止突水，并配备相应的探水钻机三台（型号：YXU-75A）。 4、地表水体、断层、老窑采空区等必须留设安全隔水煤柱。 5、在雨季之前，对直达地面的地表裂隙要采取措施封填密实，防止大量雨水通过裂隙泄入井下；对地表塌陷坑要回填夯实，保证流水坡度，防止积水渗入井下；对回采冒落后，有可能与地表沟通的地段，尽量避开雨季回

55、采。 6、严格执行“有掘必探，先探后掘，先治后采”的防治水方针。 二、排水措施 本矿井采用斜井开拓， 各巷道及主要井筒均设有水沟， 水沟断面 30cm20cm，能担负排水任务； 采煤工作面涌水(自流)工作面运输巷(自流)1138 运输石门副斜井井底车场井底水仓水泵抽至地面(水处理池)。 所有采掘工作面水都经水沟自流，进入井底水仓，再经水泵抽至地面，再进入污水处理池。 水泵房按设计安装了四台 D80-307 型的水泵,流量 Q=46m3/h,扬程黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 31 - H=210m，电机功率 45kw。并经贵州煤矿矿用安全产品检验中心检验合格（检验报告见后）。 我矿成立了

56、防治水领导小组，有专人对全矿涌水量进行监测，并进行分析，经分析及实际验证我矿排水系统能够满足全矿最大时期涌水量的排放工作。 第七节 瓦斯抽放系统运行报告 一、自然条件 1、瓦斯： 根据黔煤生产字【2008】1547 号文件对黔西县 2008 年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复和安全专篇设计要求，岩脚煤矿为低瓦斯矿井。但在矿井生产过程中，严格执行高瓦斯矿井治理瓦斯的“十二字”方针，加大瓦斯抽放力度，加强矿井通风。同时，在今后生产过程中加强收集瓦斯相关资料，以便能正确指导煤矿的安全生产。 2、突出： 根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2008年9月28日提交的岩脚煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定

57、报告结果，我矿 1050 水平以上的 4#、9#煤层均无突出危险性。 二、瓦斯抽放系统情况 根据安全专篇的要求本矿瓦斯抽放系统由贵州正合矿业咨询有限公司设计，按照设计的要求，矿井已建成高、低负压抽放系统，利用 2台 2BEA-253 水环真空泵作为高负压抽放，一台工作，一台备用，电机功率 45kw，转速 650r/min，最大抽气量 30m3/min，最低吸入负压 3.3Kpa，黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 32 - 选用 2BEA-203-0 型低负压水环真空泵 2 台，一台工作，一台备用，电机功率为 37kw。最大抽气量 17.7 m3/min，最低吸入负压 60hPa；高、低压抽

58、放主管路均安装108mm 焊缝钢管，支管路均安装89mm 焊缝钢管；现采掘工作面瓦斯抽放管路均已完善。地面抽放泵站装有独立的瓦斯抽放监测监控系统，高、低负压均分别安装高浓瓦斯、流量、负压、温度传感器，泵房内安装 1 台低浓度瓦斯传感器。现系统已试运行，在矿井联合试运转期间运行正常，能满足设计和实际生产要求。 三、各巷道按要求安设消防设施 按要求铺设消防管网系统，在离掘进工作面 20m 左右、采煤工作面运输巷、回风巷工作面 20 米左右地方设置水幕净化风流，离巷道入口约20m 设置水幕，另外有转载点设喷雾洒水降尘。根据风流中粉尘浓度而开启供水阀门。在各要害场所按设计要求配备灭火器和砂箱等。 四、

59、压风系统 我矿已安装LG-20/8G及BJB-13/8空压机各一台， 电机分别为110kw和 75kw， 压风量分别为 20m3/min、 13m3/min， 压风主管路选用100 钢管，支管路用50 钢管， 采掘工作面及掘进巷道均按要求设置压风自救装置，一旦发生事故，井下人员可进行自救。 五、其他防突设备 我矿现有防突钻机型号为：TUX-75,数量 3 台。 WTC 突出预测仪 2 台。 六、矿井通风系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析 在黔西县岩脚煤矿（变更）安全专篇设计中，开拓方式、煤层黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 33 - 开采顺序、采煤方法、采区巷道布置、回采面布置和通风方式、

60、通风系统在+1050 标高以上均按高瓦斯矿井设计。 通风系统和通风方式是按照设计规范布置的，从现有的通风能力和风量、巷道尺寸及状况来看，我矿通风状况较好，能满足矿井安全开采要求。为了保证矿井安全生产万无一失，需要对通风系统及通风设施进行必要的日常维护，保证通风设备、设施能够正常使用。 第八节 监测监控系统运行报告 一、监控中心 （1）本矿用的是 KJ-203N 型煤矿综合监测监控系统，配备多画面显示屏、打印机等，地面中心站设在工业场地综合办公楼调度室内，安装主机 2 台，设置 4 个分站（为一大，三小分站），在回风井设置温度、负压、一氧化碳、风速、瓦斯传感器各 1 台，1901 工作面（首采面

61、）设置风流、回风流、进风流瓦斯传感器各 1 台，各掘进工作面设置风流中、回风流中瓦斯传感器各 1 台，机电、泵房硐室、水仓设置水位、风流中瓦斯传感器、温度传感器各 1 台，井下风门均安装风门开关传感器，井下主要电器设备均安装设备开停传感器，监测监控系统并且与黔西县监控中心联网。 （2）根据安全专篇的要求本矿瓦斯抽放系统由贵州正合矿业咨询有限公司设计，按照设计的要求，矿井已建成高、低负压抽放系统，利用 2 台 2BEA-253 水环真空泵作为高负压抽放，一台工作，一台备用，电机功率 45kw，转速 650r/min，最大抽气量 30m3/min，最低吸入绝压黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 -

62、34 - 3.3Kpa，选用 2BEA-203-0 型低负压水环真空泵 2 台，一台工作，一台备用，电机功率为 37kw。最大抽气量 17.7 m3/min，最低吸入绝压 60hPa；高、低压抽放主管路均安装108mm 焊缝钢管，支管路均安装89mm 焊缝钢管；现采掘工作面瓦斯抽放管路均以完善。地面抽放泵站装有独立的瓦斯抽放监测监控系统，高、低负压均分别安装高浓瓦斯、流量、负压、温度传感器，泵房内安装 1 台低浓度瓦斯传感器。现系统已试运行，在矿井联合试运转期间运行正常。 二、监控传感器布置 在地面瓦斯泵房、回风石门、主要回风巷、工作面进、回风巷、掘进工作面及回风流等巷道内设备瓦斯传感器。井下

63、各测风站设置风速传感器，在引风道没置负压传感器，地面瓦斯泵、主要通风机、轨道下山绞车、局部通风机等设置设备开停传感器，井下各风门设置开闭传感器。井下瓦斯传感器布置情况见表。 甲烷传感器安设地点及台数 报警 浓度 断电 浓度 复电 浓度 断电范围 采煤工作面上隅角 0.8% 0.8% 0.75% 工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备 采煤工作面回风巷 0.8% 0.8% 0.75% 工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备 高瓦斯、煤与瓦 0.8% 0.75进风巷内全部非黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 35 - 斯突出矿井回采工作面进风巷 0.8% % 本质安全型电气设备 高瓦斯、

64、煤与瓦斯突出矿井采煤工作面回风巷中部 0.8% 0.8% 0.75% 工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备 煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出岩巷的掘进工作面 0.8% 0.8% 0.75% 掘进巷道内全部非本质安全型电气设备 煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出岩巷的掘进工作面回风流中 0.8% 0.8% 0.75% 掘进巷道内全部非本质安全型电气设备 高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井掘进巷道中部 0.8% 0.8% 0.75% 掘进巷道内全部非本质安全型电气设备 总回风流 0.75% 三、监测监控系统运行可靠性分析 1、KJ203N 型系统具有成套性好，可靠性高等特点。 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 -

65、36 - 2、能提供良好的技术服务和优惠给予产品的升级换代。 3、岩脚煤矿在地面设置 1 个中心站，2 台主机(其中 1 台备用)，设置 3 个分站。可对矿井环境和工况参数实现较全面的监控，随着矿井开采深度的增加，本系统可增容扩大监测范围和增加监测传感器。 4、安全监控设备具有故障闭锁功能：当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，能切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后，自动解锁。 5、矿井安全监控系统具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能；当主机或系统电缆发生故障时，系统能保证甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能

66、；当电网停电后，系统能保证正常工作时间不小于 2小时；系统具有防雷电保护；系统具有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、存储和打印报表功能。 四、测试运行情况 1、安装以来，系统运行基本正常。我矿与安装公司签订了系统维护协议，如该系统发生故障，该公司当天就可以上门对系统进行维护。 2、传感器与现场实测误差小。 3、各类传感器维护、校检及时，我矿已和黔西县质量技术监督局签订长期协议，为我矿仪器、仪表进行检测、调校、维护、维修工作上门服务。 第九节 通讯系统运行报告 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 37 - 矿内安装 HJD80 型程控交换机。井下通过安全构成为本安型通信，井下和地面的重要部门

67、均已设置成直通用户。矿井下通讯选用本质增安型选号报警电话， 对外联系通过程控电话（0857-4841718）和移动电话进入共用电讯网，实现矿井对外通信，符合安全生产要求。 第三章 主要生产安全设备故障处理记录与分析 一、设备状态 我矿自 2010 年 11 月 5 日进行联合试运转以来，主要设备的运行状况均是良好的，各项技术指标均达到设计要求，可完全满足 15 万吨/年的生产能力。 1、供电设备完全满足满负荷供电需要。 2、提升设备具有一次串三个矸石车的能力，可满足提矸和下放材料的需要，并且各种保护动作灵敏。 3、空压机的供风量可同时满足两个掘进头和八个压风自救点的供风量。 4、排水设备的连续

68、排水能力可达 80m3/h 以上，远远大于 20.3m3/h的正常涌水量。 5、主扇可保证有 3000m3/min 以上的进风量。 6、主井皮带运行正常，运输能力可达到 200t/h 以上。 7、四台瓦斯抽放泵，全部运转正常，完全达到矿井瓦斯抽放设计的各项技术要求。 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 38 - 二、主要设备故障分析 1、在矿井联合试运转期间副井的提升绞车发生过自动刹车故障。原因是操作台上的一个 24V 直流继电器有质量问题，更换后再没发生过故障。 2、 在联合试运转期间井下排水泵房的第 2#泵发生过一次不上水的故障。原因分析是进水侧的无阀排水桶焊缝开裂进了空气，重新焊接后恢

69、复正常工作。 3、井下动力用的移动变电所发生过一次跳闸断电故障。原因分析为跳闸继电器紧固螺栓松动，因放炮震动引起继电器误动作。继电器螺栓固定后没有发生过跳闸故障。 由于我矿所用主要设备基本上均是新买的，故障率很低，运行可靠，完全能够满足矿井安全生产要求。 第四章 提升、排水、通风等主要安全设施设备的检测检验报告 根据“贵州煤矿矿用安全产品检验中心”检测检验，对我矿主通风机、瓦斯抽放泵、副井绞车、主排水泵、主井皮带作了检测检验报告，其报告附后（复印件） 第五章 联合试运转的效果分析 我矿经检测检验的安全设施、设备，均由有资质的检测检验机构进行，并出具了相应的检测报告，检测检验报告合法、有效。 矿

70、井开采系统、通风系统、瓦斯、煤尘、火灾防治系统、防治水系黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 39 - 统、运输、提升系统、矿山救护系统（已与黔西县救护大队签订协议）、矿井安全综合管理等基本达到安全生产要求。 第六章 矿组织机构和部门设置情况 一、矿组织机构 矿领导设置矿长 1 人，总工程师 1 人，通风副总工 1 人，安全副矿长 1 人，生产副矿长 1 人，机电副矿长 1 人。职责框图见图 5-1。 二、部门设置 矿设置部门有：办公室、生产调度室、生产技术科、通防科、安监科、监控中心、供销科、劳务财资科、保卫科；基层区队：采煤队、掘进队、机运队、巷修队、打钻队。 职责框图 劳资科（全矿财务人

71、事工作）供销科（全矿供销工作）办公室（对外协调、文档管理工作）生产矿长（全矿生产工作）安全矿长（全矿安全工作）总工程师（全矿技术工作） 机电副矿长（分管全矿机运技术管理工作）掘进队（掘进管理）保卫科（全矿地面治安）生产技术科（全矿采掘技术与管理）采煤队（采煤管理）通防科（全矿一通三防工作）调度室（全矿生产调度）监控中心、打钻队巷修队安监科（全矿安全、人员培训、安全事故追查处理）机运科（全矿机运技术管理工作）矿长（全面负责） 黔西县太来岩脚煤矿联合试运转报告 - 40 - 第七章 存在的主要问题及下步打算 1、员工队伍素质还还比较低，虽已进行正规培训，已取得相应的资格证书，但在实际生产过程中必须加强教育，定期培训学习，不断完善。 2、 副井绞车提升运输为我矿最大安全隐患， 必须加强提升运输管理；绞车运行中严禁行人，做到行人不行车，行车不行人。 3、主斜井为 800mm 皮带运输，运输能力保证 15 万吨生产是没有问题的。 4、+1050 水平以上经鉴定 4#、9#煤层不突出，但也不能忽视防突工作，必须加强培训，加强矿工的自救能力。