第一篇：XXX煤矿扩建工程联合试运转请示

华蓥市宏达煤业有限责任公司文件 华宏煤业[2011]18号

华蓥市宏达煤业有限责任公司 关于矿井扩建工程联合试运转的请示

华蓥市煤炭管理局：

为了合理开发利用资源，确保矿山安全生产，广安市将华蓥市宏达煤业有限责任公司偏岩子煤矿规划为独立扩能矿井，扩大了矿区范围，并经四川省人民政府以《关于广安市煤炭资源整合

－１－ 方案的复函》（川办函[2007]28号）批复，2008年10月偏岩子煤矿委托四川广信勘察设计院有限责任公司编制完成了《华蓥市偏岩子煤矿扩建工程初步设计（代可行性研究报告）》及《华蓥市偏岩子煤矿扩建工程初步设计安全专篇》，设计规模9万吨/年,服务年限11.8年，2009年2月26日四川省经济委员会以《关于华蓥市煤矿扩建工程初步设计（代可行性研究报告）的批复》（川经煤炭函[2009]168号）批准。同年4月20日四川煤矿安全监察局以《关于华蓥市煤矿扩建工程初步设计安全专篇的批复》（川煤监审批[2008]69号）审查通过了煤矿扩建工程安全设施设计。2009年5月6日广安市经济委员会以《关于华蓥市煤矿扩建工程开工备案的批复》同意该项工程施工建设。由于在施工过程中发现设计内容与现场实际情况相差较大，于是设计院又对原设计内容进行了两次修改完善，于2010年12月编制了《华蓥市宏达煤业有限责任公司偏岩子煤矿扩建工程初步设计（代可行性研究报告）说明书修改说明》，并经四川省经济和信息化委员会以《XXXX》批复，延长工期至2011年9月底。设计院又对初步设计进行了修改完善，建设规模9万吨/年。

该工程于2009年6月开工建设，通过2年多时间的建设，偏岩子煤矿生产系统和安全设施已按设计要求基本建成完工，并且煤矿已建立健全了安全管理机构及安全生产管理制度，矿长经培训取得矿长资格证和矿长安全资格证，特种作业人员经培训合格持证上岗，其它入井人员也经培训合格。具备了联合试运转条－２－

件。为确保联合试运转安全、可靠，检测、检验各系统的能力和存在的问题，根据《国家煤矿安全监察局关于加强煤矿建设项目安全设施设计审查与竣工验收工作的通知》（煤安监监察〔2007〕44号）及XX煤炭管理局《关于进一步加强和规范我省煤炭建设项目管理工作的通知》（XX字〔2011〕XXX号）要求，特申请对华蓥市宏达煤业有限责任公司偏岩子煤矿扩建工程联合试运转验收。

妥否，请批示！附件：

华蓥市宏达煤业有限责任公司偏岩子煤矿扩建工程联合试运转方案

二〇一一年九月十五日

主题词： 煤矿建设项目 联合试运转 方案 请示 抄 报： 华蓥市阳和镇人民政府 华蓥市宏达煤业有限责任公司 2011年9月30日印发

－３－

（共印3份）

－４－

第二篇：煤矿联合试运转申请材料

煤矿联合试运转申请材料

1、煤矿文件：关于煤矿建设项目两、联合试运转的请示。

2、蛟河市煤炭局文件：关于煤矿技改建设联合式运转的请示。

3、吉林市煤炭管理局文件：煤矿技改建设联合式运转的批复。

4、煤矿文件：煤矿关于成立安全生产管理组织机构的决定。

5、救护协议。

6、煤矿联合试运转方案。

7、特种作业人员合格证书复印件。

8、煤矿生产系统及安全设施自检报告。

9、蛟河市煤炭局文件：《煤矿技术改造初步设计修改的批复》的批复。

10、吉林煤矿安全监察站文件：关于对《煤矿技术改造初步设计安全转篇》的批复。

11、吉林市煤炭管理局文件：关于《煤矿技术改造初步设计修改的批复》的批复。

12、吉林煤矿安全监察站文件：关于对《煤矿技术改造初步设计安全专篇修改》的批复。

13、煤矿全员安全培训人员明细表。

14、煤矿事故应急救援预案。

15、物质矿长合格证复印件。

第三篇：煤矿联合试运转报告

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

第四篇：煤矿水泵联合试运转报告（模版）

煤矿水泵联合试运转报告

根据《煤矿安全规程》第二百七十八条的有关要求，矿井必须有工作水泵、备用水泵、检修水泵。水泵的能力，应能在20小时内排出矿井24小时的正常涌水量，备用水泵的能力应不小于工作水泵的70%，工作水泵和备用水泵的总能力应能在20小时内排出矿井24小时的最大涌水量。结合我矿的实际情况，在雨季来临之际，对我矿井排水系统的排水能力进行了联合试运转，现将水泵联合试运转情况报告如下： 矿井概况

羊草煤矿位于大方县六龙镇和平村境内，气候温和湿润，东无严寒，夏无酷暑，雨量充沛，年平均降水量1182.9毫米。井田内无大的地表水体，矿井附近亦无河流，但冲沟发育，沟溪水变化幅度较大，雨季暴涨。枯季水量较小甚至干涸，流量受大气降水的控制。矿井涌水量

本矿井是以大气降水为主的裂隙充水矿床，由于本矿为整合矿井，原上坝田煤矿老空区积水对现有矿井有补给作用，加上矿井井巷工程距地表较近（24——47米），所以受地表水、季节性降水和老窑补给水影响较大，矿井水文地质条件中等偏复杂，据以往的矿井涌水量资料，矿井最大涌水量目前正常涌水量不足20m3/h，最大涌水量不足50m3/h 排水系统现状

我矿井按照《安全专篇》设计要求，现配备选用3台DF-46-30×3型多级离心泵，流量Q=40m3/h；扬程H=90m；电机功率为22kw。敷设有6寸和4寸排水钢管各1趟。主水仓容量为480m3，副水仓容量为370m3。联合排水试运转情况

我矿于4月9日由机电部门、运输部门组织人员，对工作、备用、检修水泵及管路进行了一次全面排查、维修，共查出漏水点 处，及时对该处管路进行更换。对检修水泵漏水阀门进行了维修处理。

由运输部门对全矿井所有排水路线：

1： 回风斜井——回风石门——材料大巷——水仓进水通道——水仓——副斜井——地面污水池。

2.：11101运输巷——材料大巷——水仓进水通道——水仓——副斜井——地面污水池。

对上述排水路线水沟进行了一次全面清理，共清理淤泥4矿车，同日中班在抽干副水仓的前提下，对副仓进行了清理，共清出淤泥共6矿车，夜班在抽干主水仓的前提下，对主水仓进行了清理，共清出淤泥11矿车。一切准备工作完成后，定于4月11早班进行联合排水试验。

结论

羊草煤矿按照《煤矿安全规程》第二百七十八条和《安全专篇》的设计要求配备了3台水泵，一台工作，一台备用，一台检修。通过这次联合排水试运转可知，目前我矿工作水泵的排水能力在11.4小时内可排完矿井24小时的涌水量，并且备用水泵的排水能力和工作水泵的排水能力相同。工作水泵和备用水泵联合排水在16小时左右就能排完矿井24小时的最大涌水量。由此可见我矿井目前排水系统的排水能力完全能够满足矿井正常生产要求。随着矿井延伸矿井涌水量会增大必须随时进行水文观测了解水文变化情况对排水系统的排水能力进行调整。保证矿井正常安全生产。

第五篇：富阳煤矿联合试运转报告

蛟河市富阳煤矿建设项目 安全设施联合试运转报告

一、矿井概况

蛟河市富阳煤矿为原富阳煤矿与原红胜村五井煤矿两煤矿煤炭资源整合矿井。富阳煤矿始建于1994年，是在蛟矿原老下盘井闭井后恢复回采残留煤柱，矿井设计生产能力10Kt/a，2002年进行矿井改造形成一对斜井开拓，设计生产能力30 Kt/a。红胜村五井煤矿始建于1982年，设计能力20 Kt/a，2002年进行全面整改，双斜井开拓，设计生产能力30 Kt/a。

2006年11月29日吉林省人民政府办公厅吉政办明电《2006》143号文件中将富阳煤矿列为资源整合矿井，2008年12月取得采矿许可证，设计生产能力为60 Kt/a。

2007年12月煤矿委托舒兰矿业（集团）有限责任公司设计院进行《矿井技术改造初步设计》和《矿井技术改造初步设计安全篇》设计。在恢复矿井巷道中，发现初步设计阶段提供的资料与矿井实际不完全吻合，需要对矿井改造开拓布置进行局部调整，2009年12月进行《矿井技术改造初步设计修改》和《技术改造初步设计安全篇修改》，设计呈报单位吉林市煤炭管理局、吉林市煤矿安全监察站。设计批复文号：吉市煤字【2008】27号、吉市【2010】3号、吉煤安监吉站字【2008】28号、吉煤安监吉站字【2010】6号。建设工期2009年3月6日至2010年5月20日。建设项目批复后2010年3月31日矿井完成全部设计工程量。2010年4月26日矿井进行建设项目联合试运转。

蛟河市富阳煤矿位于蛟河市奶子山街工业村，行政区划属蛟河市奶子山镇管辖，行业隶属蛟河市煤炭管理局，企业性质为私营企业。矿区地理坐标：东经1270 24′04〞—1270 25′29〞，北纬430 40′07〞—430 40′46〞。

该矿区地表属缓丘陵地形，地表标高+290m—+325m，矿区距蛟河市城区9㎞，矿区与蛟河市之间有公路相通，交通十分方便。

根据《吉林省国土资源厅划定矿区范围》，矿区范围由10个拐点圈定，准采标高+220m至-280m，矿区走向平均长1.875km，倾斜平均长0.735km，井田面积1.3775km2。

矿区可采煤层共六层：一层

1、二层、八层

1、八层

2、九层

1、九层2号煤层。

一层1号煤层：

分布在矿区西部F9断层上盘，全区较发育，厚度较稳定，可采厚度0.7m—1.6m，煤质牌号：长烟煤。

二号煤层：

分布在矿区西部F9断层上盘，全区较发育，厚度较稳定，全区可采，可采厚度1.4m—4.36m，煤质牌号：气煤。

八层1号煤层： 分布在矿区中东部，赋存于F9断层下盘，薄煤层，局部可采，厚度0.71m—1.05m，煤质牌号：1／3焦煤。

八层2号煤层：

分布在矿区中东部，赋存于F9断层下盘，薄煤层，局部可采，厚度0.7m—1.23m，局部有一层夹矸0.1——0.3m细砂岩，煤质牌号：1／3焦煤。

九层1号煤层：

分布矿区东部，主要赋存在F9断层下盘基底隆起的北部，局部可采，厚度0.7m—1.3m，煤质牌号：1／3焦煤。

九层2号煤层：

分布矿区东部，主要赋存在F9断层下盘基底隆起的北部，为接近基地的含煤层位，局部可采，厚度0.7m—1.7m，煤质牌号：1／3焦煤。

2007年11月27日经省国土资源厅核查同意以吉国土资源储备字（2007）120号文同意预以备案的控制的经济基础储量（122b）612kt，推断的内蕴资源量（333）340kt，资源储量合计952kt。

该矿井为低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量0.29m3／min，相对涌出量2.38m3／min，煤尘呈弱爆炸性，煤尘爆炸指数20.8%。煤炭属二类自然，自然发火期12个月。

该矿井水文地质情况属简单类型，井田内地表无固定水体，无流动水系，煤系地层中砂岩层含水较弱，隔水层隔水 作用好，地表水与各含水层之间联系不密切，但矿井有采空区积水，相邻矿井间通过旧巷导通有水力联系，矿井涌水量20m3／h—30m3／h。

矿井建设完成后，首采工作面布置在+110水平一层1号煤层，采煤方法走向长壁后退式，全部陷落式管理顶板，工作面运输配备刮板运输机，采用木顶子配木顶梁联合支护顶板。

矿井通风方式：中央并列式，通风方法：机械抽出式。通风系统一入一排。

运输方式：斜井单钩串车提升，矿车为1吨固定式矿车。轨距600毫米。+166运输大巷采用调度绞车运输。+96运输巷采用人力推车运输。

依据矿井资源条件，矿井设计生产能力60kt／d，服务年限7年。

矿井建立健全了“安全管理机构”、“安全生产管理制度”、“安全生产责任制”。各工种岗位人员均进行岗前培训，并取得了相应的资格证书，安全体系运行正常。

二、矿井建设项目基本概况

1、采掘系统

在+110米水平一层号煤层采煤工作面，采煤方法：走向长壁后退式。工作面长度：50-70米，走向长度：170米，采 高：0.6—0.8米，可采储量：1.07万吨。工作面支护：木顶子于木顶梁，工作面及顺槽运输SGW-28/11型刮板运输机，工作面风量：220m/min。负压通风。

在+96米水平及+116米水平建设掘进工作面2个，分掘三段绞车道及三段回风道，支护形式：金属树脂锚杆。断面：绞车道断面：6.16㎡，回风道断面：5.72m。风量：60 m/min。

采煤工作面形成系统时间：2010年3月25日。

2、通风系统

地面主扇2台，型号：FBCDZ-№14B，矿井实现一入一排，即主井入风，回风井回风，通风方式：中央并列式，机械通风，矿井排风量：23.7 m/s。风压：1200Pa。主扇采用双电源专用变压器供电。掘进工作面局扇采用专用开关、专用线路、专用变压器供电，实现风电闭锁和瓦斯电闭锁。

通风系统改造在2009年8月20日已完成。

3、排水系统

在+96水平建立排水泵房，+96水泵房装设D46-50×6型水泵3台，甲、乙水仓容量：470米。排水管路2趟。矿井实现了集中排水。

排水系统改造在2009年12月22日已完成。

4、提升、运输系统

矿井利用原来运输系统经过完善改造，实现了以主斜井做主提升及辅助提升，提升机符合国家安全标准，运输方式：

323

3斜井为单钩串车1吨矿车绞车提升。+166运输大巷采用调度绞车运输，+96运输巷采用人力推车运输。采煤工作面采用SGW-28/11型刮板运输机运输。掘进工作面采用1吨U型矿车轨道运输。

提升、运输系统系统改造在2009年9月22日已完成。

5、供电系统

矿井铺设两趟入井高压电缆，采用10KV双回路双电源供电。电源取至蛟河市西岗变电所和蛟河市农电所，地面变压器：S9-320/10/0.4型1台，S9-200/10/0.4型1台。在+96中央变电所装设KBSG-400/10/0.4型变压器2台（一使一备），供采区设备使用。KBSG-100/10/0.4型变压器1台，专供掘进工作面局部扇风机使用。矿井用电设备最大容量667KVA。

供电系统改造在2009年10月28日以完成。

6、综合防尘、防灭火系统

地面建立260米消防水池一座，防尘、防灭火管路严格按设计要求进行铺设，管路直径干管89mm、支管25mm,给水方式在消防水池内设水泵动压给水。矿井各主要硐室配备了足够灭火器，在+116米水平和+96水平建立消防火材料库。

综合防尘、防灭火系统改造在2010年3月20日以完成。

7、瓦斯监控系统

矿井建立了瓦斯监控系统，对矿井甲烷、一氧化碳、温

3度、风筒、负压、风速、风机开停、风门开关、设备开停进行实时监控。监控室设置在地面，地面主机2台（KJ19-J（N）型），井下监控分站6台（BFDZ-Z2A），甲烷传感器7台（GJC4N型），一氧化碳传感器3台（GTH500）,温度传感器2台（GWD40型），通风设备开停传感器2台（GKT5L）,馈电状态传感器3台（GKT127）,风筒传感器2台（KG5009）,负压传感器1台（GPD50）,风速传感器1台（GFW15）,风门状态传感器8台（GFK70）,传输线型号MYQ-2×1.5×0.3/0.5(3000米)。线路通过主井-暗主井—+96m运输大巷—采区工作面。

瓦斯监控系统在2009年7月建立，目前投入正常使用。

8、矿井建设项目共完成主体工程量1980米。设计工程量2560米。维修工程量2200米。

三、联合试运转领导机构成员 组 长：林 海 副组长：苏杰华

组 员：朱铁山、刘占海、宋 强、李明如

四、联合试运转起始及终止时间 2010年4月26日至2010年8月2日

五、各生产系统安全设施设计

要求及实际建设情况

1、采掘系统（1）设计情况： 矿井开拓方式“双斜井”。矿井生产能力60Kt/a。首采工作面位于+110米水平一层1号煤层，掘进工作面位于+116米水平及+166米水平施工三段回风道及三段绞车道，采煤方法：走向长壁后退式。

（2）实际建设情况：

在+110米水平一层1号煤层采煤工作面，采煤方法：走向长壁后退式。工作面长度：50-70米，走向长度：170米，采高：0.7-0.8米，工作面最小控顶距：3.1米，最大控顶距：4.3米。可采储量：1.07万吨。工作面支护：木支护，戴帽点柱支护顶板，工作面及顺槽运输SGW-28/11型刮板运输机，工作面风量：220m/min，负压通风。

在+116米水平及+96米水平建设掘进工作面2个，支护形式：金属树脂锚杆。断面：绞车道断面：6.16㎡，回风道断面5.72m。风量：60 m/min。

矿井开拓煤量：370.9Kt，准备煤量：27.1Kt，回采煤量：10.7Kt。

（3）测试情况：

采煤工作面“边采边准”，三小班两循环，进度1.2米，采高0.75米，工作面长度60米。回采率97%，循环系数1.0，年工作日数330天。掘进工作面2个，掘进绞车道断面：6.16㎡，回风道断面：5.72米，年煤掘进进尺2180米。煤层密度1.4吨/米。

3233采煤工作面生产能力： ＡC=１０=１０－４Ｌ.h.r.b.n.N.c.a －４×60×0.75×1.4×2.4×330×1.0×97%×1 =48.4(kt/a)掘进出煤：AJ=10r.S.L =10×1.4×5.4×2180=16.4(kt/a)矿井采掘工作面生产能力： A=ＡC+ AJ=48.4+16.4=64.8(kt/a)

A＞ A设 满足生产需要。

测试人：朱铁山、苏杰华、2、通风系统（1）、设计情况：

矿井形成“一入一排”通风系统，即主斜井入风，回风井回风，通风方式;中央并列式,通风方法：机械通风，地面主扇2台，主扇型号：FBCDZ-№14，电机功率：55×2（KW）。矿井排风量：23.8 m/S。风压：1146.4Pa效率74%，叶片角度46/38。反风风量15.7 m/S。采煤工作面设计风量210 m/min。掘进工作面设计风量60 m/min。

（2）实际完成情况：

矿井形成“一入一排”通风系统，即主斜井入风，回风井回风，地面主扇2台，主扇型号：FBCDZ-№14，电机功率：55×2（KW）。矿井实现一入一排，通风方式：中央并列式，3300

33-4-4机械通风，矿井排风量：23.8 m/S。风压：1200Pa。

主扇采用双电源专用变压器供电。掘进工作面局扇采用专用开关、专用线路、专用变压器供电，实现风电闭锁和瓦斯电闭锁。

（3）测试情况：

矿井总入风量17.1 m/S，矿井总排风量：23.8 m/S。风压：1200Pa。采煤工作面风量226 m/min。风速：1.2m/s。掘进工作面风量80 m/min。风速：0.5 m/s。反风风量15.7m/S，矿井等积孔：A=0.38Q/√h=0.38×39/√120=1.35(m)通风能力核定：A=330×10×Q/q.k

=330×10×2657/4×1.4=156(kt/a)测试人：朱铁山、李明如

3、排水系统（1）设计情况：

在+96水平建立排水泵房，+96水泵房装设D46-50×6型水泵3台，水泵每小时流量46米，杨程300米，甲、乙水仓容量：200米。排水管路直径89毫米2趟。

（2）实际完成情况：

在+96水平建立排水泵房，+96水泵房装设D46-50×6型水泵3台，水泵每小时流量46米，杨程300米，甲、乙水仓容量：350米。排水管路直径89毫米2趟。矿井实现了

-4-423

3阶段排水。

（3）测试情况：

实际杨程+96水泵236米。水泵流量35m/h。

经过测试+96水泵运转正常，每台水泵可在17.1个小时内排出矿井24小时的正常涌水量。

测试人：宋强、苏杰华

4、提升、运输系统

（1）设计情况：

运输方式：斜井为单钩串车1吨矿车绞车提升。+166运输巷采用调度绞车运输，采区+96运输巷采用人力推车运输。采煤工作面及运输顺槽采用SGW-28/11型溜子运输。掘进工作面采用1吨矿车轨道运输。

（2）实际完成情况：

矿井利用原来运输系统经过完善改造，实现了以主斜井做主提升及兼辅助提升，提升机检验合格符合国家安全标准。运输方式：主斜井为单钩串车1吨矿车绞车提升。+166运输巷采用调度绞车运输，采区+96运输巷采用人力推车运输。采煤工作面及运输顺槽采用SGW-28/11型溜子运输。掘进工作面采用1吨矿车轨道（轨距600mm）运输。

（3）测试情况：

主井：绞车型号：JTK-1.6×1.2,电机型号YR315M-6型,功率：132KW，电压：380V,钢丝绳选用6×7-24-167-Ⅰ纤

3维芯型，破断拉力：483.02KN。绞车容绳量602米，提升距离424米，一次提升量：1吨矿车/3台，提升最大速度：4.0m/S,最大减速度：0.4m/S，一次提升时间：464(S)，提升能力：107KT/a。

测试人：宋强、苏杰华

5、供电系统（1）设计情况：

在矿井地面工业广场建一座10KV/0.4KV变电亭一座。主井绞车、主通风机、压风机、消防水泵采用0.4KV 双电源供电。井下铺设两趟入井高压电缆，采用10KV双回路双电源供电。地面变压器：S9-320/10/0.4型1台，S9-180/10/0.4型1台。在+96建立中央变电所峒室内装设KBSG-400/10/0.4型变压器2台，供采区设备使用。KBSG-100/10/0.4型变压器1台，专供掘进工作面局扇使用。矿井用电设备最大容量667KVA。

（2）实际完成情况：

矿井在原供电系统的基础上，由地面通过主井重新铺设两趟10KV入井高压电缆，供电采用双回路双电源供电。电源取至蛟河市西岗变电所和蛟河市农电所，地面变压器型号：S9-320/10/0.4型1台，S9-200/10/0.4型1台。主井绞车、主通风机、压风机、消防水泵采用0.4KV 双电源供电。+96水平中央变电所安装了KBSG-400/10/0.4型变压器2台，供采区设备使用。KBSG-100/10/0.4型变压器1台，供掘进工作面局扇使用。矿井用电设备最大容量667KVA。井下实现了接地、过流、漏电保护。井下设备开关全部使用新型煤安标志开关。淘汰了多年老陈旧设备。

（3）测试情况：

入井高压10KV,低压0.4KV。

开关整定：

+96水泵开关型号QJGZ-200，过流400A。

+96采区变电所总控开关型号KBJ9-630,过流7142(A)。采煤工作面上顺槽分控开关型号KBZ9-200,过流767（A）。采煤工作面下顺槽分控开关型号KBZ9-200,过流767（A）。掘进工作面三段绞车道分控开关型号KBZ9-200, 过流2926（A）。

掘进工作面三段回风道分控开关型号KBZ9-200, 过流2926（A）。

总接地网电阻＜1欧，辅助接地网电阻＜2欧，接地、过流、漏电保护齐全可靠。

测试人：宋强、苏杰华、赵广民

6、综合防尘、防灭火系统(1)设计情况：

地面建设200m消防水池一座，水池取自矿区自来水。消防水管路主干管管路直径57×3.5，支管管路直径25×3，3每100米设置支管和阀门，主要运输大巷、主要回风大巷、相邻采区之间集中运输道和回风道设置隔爆水袋。机电硐室配备灭火器，在+116水平和+96水平建立消防火材料库。

(2)实际完成情况：

地面建立260米消防水池一座，防尘、防灭火管路严格按设计要求进行铺设，管路直径干管57mm、支管25mm,给水方式在消防水池内设水泵动压给水。矿井各主要硐室配备了足够灭火器、砂箱，在+116米水平和+96水平建立消防火材料库。工作面溜子头、上下顺槽设置喷雾和洒水系统。

(3)测试情况：

井上下防尘、防灭火系统供水正常，管接无漏水，给水压力(5.2mmH2O)、给水量（1.0m/min）可满足防尘、防灭火需要。

测试人：李明如、苏杰华、宋强

7、瓦斯监控系统（1）设计情况：

矿井建立瓦斯监控系统，对矿井甲烷、一氧化碳、温度、风筒、负压、风速、风机开停、风门开关、设备开停进行实时监控。监控室设置在地面，地面主机2台（KJ19-J(N)型），井下监控分站5台（BFDG/Z2A（N）），甲烷传感器9台（GJC4N型），一氧化碳传感器4台（GTH500）,温度传感器6台（GWD40型），通风设备开停传感器4台（GKT5L）,馈电状态传感器3

3台（GKD-V127）,风筒传感器2台（KG6009）,负压传感器1台（GPD5）,风速传感器1台（GFW15）,风门状态传感器8台（GFK70）,传输线型号MYQ-2×1.5×0.3/0.5(6000米)。线路通过主井-暗主井—+96运输大巷—采区各工作面。

（2）实际完成情况：

矿井建立了瓦斯监控系统，对矿井甲烷、一氧化碳、温度、风筒、负压、风速、风机开停、风门开关、设备开停进行实时监控。监控室设置在地面，地面主机2台（KJ19(N)型），井下监控分站5台（BFDZ/Z2A（N）），甲烷传感器9台（GJC4N型），一氧化碳传感器4台（GTH500）,温度传感器6台（GWD40型），通风设备开停传感器4台（GKT5L）,馈电状态传感器3台（GKD127-V）,风筒传感器2台（KG6009）,负压传感器1台（GPD10）,风速传感器1台（GFW15）,风门状态传感器8台（GFK70）,传输线型号MYQ-2×1.5×0.3/0.5(6000米)。线路通过主井-暗主井—+96运输大巷-采区各工作面。

（3）测试情况：

监控系统运行正常，主机、分站、传感器数据显示同步准确，报警系统、断电系统灵敏可靠。打印机打印清晰，备用电源可供系统使用2h。

测试人：赵广民、刘树林。

8、压风系统：（1）设计情况：

在主井井口门附近，建压风机房一座，配风到采煤工作面和掘进工作面，配风量2.0m/min,使用压力0.4～0.6MPa。压风管路干管直径89mm，支管直径57mm。（2）实际完成情况：

在主井井口门外10米处建压风机房一座，压风机型号：JN55-8。压风路线：压风机—主井—暗井绞车道—+96运输大巷—+110采煤工作面和三段绞车道、三段回风道掘进工作面，配风量9.0m/min,使用压力0.4～0.6MPa。压风管路干管直径89mm，支管直径57mm。（3）测试情况：

压风机运转正常，管路接头无漏风，最远端管路出风压力0.5MPa。风量9.2 m/min, 压风管路干管直径89mm，管路长：1400米。支管直径57mm。管路长：600米。

测试人：蔡景民、宋强。

六、联合试运转发现问题及解决办法措施

1、+166运输巷有一道密闭漏风。组织维修人员立即重新用料石砌筑确保不漏风。

2、+110m采煤工作面20米处有一落差0.3米断层，顶板有高底差、顶板破碎，回采时应加强顶板管理，断层附近应缩小顶子排、柱距，采用密集支护。

3、主井下部车场有积水，清沟排放。

七、联合试运转结论

矿井依法取得了采矿许可证，有建全的生产、技术、安全管理机构及必备的专业技术人员。有完善的生产、技术、安全管理制度。回采工作面布置合理，三个煤量符合要求。提升系统设备、设施配套完整，有检测检验报告，保护装置完善、运转正常。排水系统完善，设施、设备完好，运转正常，有检测检验报告。供电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能符合规定要求，运转正常。井下运输系统完善，保护齐全，运转正常。有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监控系统，通风系统合理，通风设施齐全可靠。

以上各生产系统均严格按照《矿井技术改造初步设计》及《矿井技术改造初步设计安全专篇》进行的施工，各生产系统及安全监控系统运转正常。符合煤矿建设项目安全设施及条件竣工验收标准。