1、目 录第一部分 矿井基本情况1第二部分 风险因素分析49第三部分 风险辨识范围.76第四部分 风险辨识评估.77第五部分 风险管控措施124第一部分 矿井基本情况 （一）基本情况1、矿井位置井田范围坐标点坐标编号80年西安坐标系（3带）坐标编号2000国家大地坐标系XYXY14195886.8237608255.3014195892.2437608371.0524195961.8337609049.9924195967.2737609165.7334195931.8337609109.9934195937.2737609225.7344196226.8337609629.9944196232.
2、2837609745.7254195836.8337609930.0054195842.2837610045.7364195145.8337610393.0064195151.2937610508.7274194651.8337610715.0074194657.3037610830.7284194081.8437611115.0084194087.3137611230.7294192091.8437612060.0294192097.3137612175.74104191451.8437611230.02104191457.3037611345.75114193051.8337609960.
3、01114193057.2837610075.74124194111.8337609110.01124194117.2737609225.74134195237.8237608607.00134195243.2537608722.74井田呈不规则多边形，南北长4.775km,东西宽3.8050km，井田面积7.1366km2。古交市千峰精煤有限公司位于古交市东曲街道办事处马家滩村一带。井田地理坐标：东经1121355.052- 1121628.604,北纬375055.274-375330.809。2、交通条件井田位于古交市东南约11km处，距太佳公路不到1km，其间有简易公路相通，经太佳公路
4、向西北可到达古交市，东南可到达太原。经太古高速直通太原，经古交市可通往清徐、交城、娄烦等县城，本矿有简易公路与太原镇城底铁路专用线相连，交通运输较为便利。3、 矿井四邻关系井田北与华润新桃园煤业有限公司相邻，西为西山煤电公司东曲矿和西铭矿，东与山西石鑫煤业有限公司交界、南与西山煤电公司西铭矿接壤。1、 华润新桃园煤业有限公司该公司由古交市东曲第三煤矿、古交市新桃园煤业有限公司等整合而成。（1） 古交市东曲第三煤矿该矿建井于1986年，投产于1988年，批准开采2、4、7、8、9号煤层，整合关闭前生产规模15万t/a，开采8号煤层。开拓方式为斜井，壁式采煤方法，全部垮落法管理顶板，低瓦斯矿井，煤
5、层煤尘具有爆炸性，煤层属自燃煤层，自燃发火期为6个月，矿井正常涌水量为60m3/d，最大涌水量为80m3/d。千峰公司井田内原胡家沟煤矿开采4号煤层时曾越界开采至该矿井田内。若未来该矿采空区与越界采空区连通，其积水会涌入本井田4号煤层采空区，会对本井田构成威胁。（2） 古交市新桃园煤业有限公司该矿建井于1992年，投产于1996年，批准开采2、4、7、8、9号煤层，整合关闭前生产规模15万t/a，开采8号煤层。开拓方式为斜井，壁式采煤方法，全部垮落法管理顶板，低瓦斯矿井，煤层煤尘具有爆炸性，煤层属自燃煤层，自燃发火期为12个月，矿井正常涌水量为15m3/d，最大涌水量为50m3/d。据现有资料
6、判断，该矿与本井田之间无越界开采现象。2、 西山煤电公司东曲矿该矿建于1986年，投产于1991年，批准开采2、4、8、9号煤层，生产规模400万t/a，现采2、4、8、9号煤层。开拓方式为平峒，壁式采煤方法，全部垮落法管理顶板，高瓦斯矿井，煤层煤尘具有爆炸性。该矿与本井田相接处各煤层均为实体煤，无采空区，故该矿与本井田之间无越界开采现象。3、山西石鑫煤业有限公司该矿由古交市东曲千树坪煤矿、古交市阁上乡大山煤矿、古交市河南石鑫联营煤矿整合而成。（1）古交市东曲千树坪煤矿该矿建井于1983年，投产于1984年，批准开采2、4号煤层，整合关闭前生产规模9万t/a，开采4号煤层。开拓方式为斜井，壁式
7、采煤方法，全部垮落法管理顶板，低瓦斯矿井，煤层煤尘具有爆炸性，煤层属自燃煤层，自燃发火期为12个月，矿井正常涌水量为10m3/d，最大涌水量为15m3/d。据现有资料判断，该矿与本井田之间无越界开采现象。（2）古交市阁上乡大山煤矿该矿批准开采2、4号煤层，整合关闭前生产规模15万t/a，开采4号煤层。开拓方式为斜井，壁式采煤方法，全部垮落法管理顶板，低瓦斯矿井。据现有资料判断，该矿与本井田之间无越界开采现象。（3）古交市河南石鑫联营煤矿该矿建井于1996年，投产于1998年，批准开采、7、8、9号煤层，整合关闭前生产规模30万t/a，开采4号煤层。开拓方式为斜井，壁式采煤方法，全部垮落法管理顶
8、板，低瓦斯矿井，煤层煤尘具有爆炸性，煤层属自燃煤层，自燃发火期为6个月，矿井正常涌水量为20m3/d，最大涌水量为40m3/d。据现有资料判断，该矿与本井田之间无越界开采现象。（4）西山煤电公司西铭矿该矿建井于1956年，批准开采2、3、6、7、8、9号煤层（3号煤层实为4号煤层，6号煤层不可采），生产规模360万t/a，开采2、3、8、9号煤层。开拓方式为平峒，壁式采煤方法，全部垮落法管理顶板，低瓦斯矿井，煤层煤尘具有爆炸性，煤层属自燃煤层，矿井正常涌水量为2400m3/d。据现有资料判断，该矿与本井田之间无越界开采现象。井田周边除上述相邻矿井外，无其它小窑开采。插图：井田四邻关系图1-2。
9、 4、矿井概况（1）古交市千峰精煤有限公司成立于1998年，位于古交市东曲街道办事处马家滩村；2009年根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件关于太原市古交煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复（晋煤重组办发200979号）成为整合保留矿井；整合后井田面积为7.1366平方公里，设计能力为120万吨/年，服务年限24.8年；批准开采2#、4#、7#、8#、9#煤层，现采2#、4#、7#，保有储量7684万吨，设计可采资源储量为4166万吨。（2）瓦斯等级、煤层自燃及爆炸性根据山西地宝能源有限公司2022年1月编制的古交市千峰精煤有限公司2号、4号、7号煤层配采矿井瓦斯涌出量预测报告
10、，预测结果为低瓦斯矿井；根据古交市千峰精煤有限公司古千字202592号关于关于古交市千峰精煤有限公司2025年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复：古交市千峰精煤有限公司委托山西润万全矿山科技有限公司于2025年8月份进行了矿井瓦斯等级鉴定工作，并编制完成了古交市千峰精煤有限公司2025年度矿井瓦斯等级鉴定报告。矿井瓦斯等级鉴定结果：矿井绝对瓦斯涌出量为4.55m3/min，矿井相对涌出量为2.13m3/t，绝对二氧化碳涌出量为3.96m3/min，相对二氧化碳涌出量为1.86m3/t，回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为1.34m3/min，绝对二氧化碳涌出量为0.75m3/min；掘进工作面绝对瓦斯涌出
11、量最大为0.39m3/min，绝对二氧化碳涌出量为0.21m3/min。古交市千峰精煤有限公司2025年度瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井。根据山西地宝煤炭综合检测中心有限公司出具的我公司2、4、7、8、9号煤层煤尘爆炸性检测报告、2、4、7、8、9号煤层自燃倾向性检验报告判定：我公司井田内2、4、7、8、9号煤层煤尘均有爆炸危险性，7号煤层均属类自燃煤层，2、4、8、9号煤层均属类不易自燃煤层。（3）矿井水文地质类型井田各煤层采空区存有积水，各煤层导水裂隙带高度均达到上层煤层底板，上层煤层采空区积水对下层煤层存在透水威胁，并且井田内有断层和陷落柱存在，给矿井水害防治工作带来一定困难。依据2023
12、年12月重庆美高科技有限公司山西分公司编制的古交市千峰精煤有限公司矿井水文地质类型报告及古交市千峰精煤有限公司古千字202443号文批复：矿井水文地质类型为中等。2022年3月30日山西省能源局文件关于古交市千峰精煤有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计变更的批复（晋能源审批202252号），矿井涌水量预计正常60m3/h，最大涌水量取90m3/h。据统计，2024年矿井正常涌水量18.7m3/h，最大涌水量20.3m3/h。5、矿井现状按照矿井120万吨/年兼并重组整合初步设计，矿井开拓方式采用斜井、立井混合开拓，布置主斜井、副斜井、行人斜井、回风立井4条井筒，布置1个主水平和1个辅助水平，现
13、布置有02103、07101、两个首采工作面和07104运输、回风顺槽及04101运输、回风顺槽四个掘进工作面。根据山西省能源局官网2024年10月8日公示，我公司为二级安全生产标准化矿井，现矿井为正常生产状态。6、开拓布置（1）矿井采用斜、立井混合开拓方式，矿井布置两个工业场地，四条井筒。（2）主斜井（延伸原千峰主斜井）：井筒净宽4.0m，净高3.5m，净断面12.28m2，倾角-1420（原设计-14），落底9号煤层以下斜长909.2m（原设计859.7m），井筒落底标高+972.8m（原+990.0m）。井筒断面采用半圆拱形断面，原有井筒段582m料石砌碹、延伸段（327.2m）锚网喷支
14、护。井筒内装备带宽1000mm胶带输送机担负矿井煤炭提升任务，兼作为进风井及安全出口。（3）副斜井（刷大延伸原千峰关闭斜井）：井筒净宽4.0m，净高3.5m，净断面12.28m2，倾角-1615（原设计-16），落底8号煤层+1018.9m（原+1027.0m）斜长399.4m（原324.8m），扩刷150m、延伸234m，井筒断面采用半圆拱形断面，表土段采用钢筋混凝土砌碹，基岩段采用锚网喷支护。井筒内装备单钩绞车，担负设备、材料等辅助提升任务兼作为主要进风井和安全出口。（4）行人斜井（延伸原千峰副斜井）：井筒采用半圆拱形断面，净宽3.4m，净高2.7m，净断面7.93m2，倾角-1552（原
15、设计-16），落底8号煤层斜长437.1m（原589.7m），落底8号煤层+1020.4m（原+815.0m）。井筒断面采用半圆拱形断面，井口水平段（26.1m）钢筋混凝土砌碹，原有井筒175m料石砌碹，延伸段236m锚网喷支护。井筒内装备一台架空乘人器，担负人员上下井任务兼作进风井及安全出口。（5）新掘回风立井：井筒净直径5.0m，净断面19.62m2，砼碹支护，落底8号煤层垂深151.3m（原设计116.2m），井筒内装备梯子间，担负矿井回风任务兼作安全出口。井筒特征表 1-3井筒名称主斜井副斜井行人斜井回风立井1980年西安坐标系3度带X4193940.5804195021.324419
16、5067.2554194272.000Y37610298.88037609428.19137609445.50837609950.000CGCS2000坐标系3度带X4193946.1204195026.8684195072.7994194277.541Y37610414.55237609543.86037609561.17737610065.671井口标高(m)+1194.500+1129.490+1132.40+1175.700方位角()3195953085893181342井筒倾角()14201615155290落底水平标高(m)+972.81018.91020.4+1024.4落底煤层
17、9号煤层底板下方8号煤层8号煤层8号煤层井筒斜长或垂深(m)909.2399.4437.1151.3井筒净宽或净径 (m)4.04.03.45.0井筒断面(m2)断面形状半圆拱半圆拱半圆拱圆形净12.2812.287.9319.62掘表土16.7216.19/17.8111.128.26基岩13.8413.848.8425.5井筒支护支护形式表土砌碹砼碹砌碹砼碹基岩锚网喷锚网喷锚网喷砼碹支护厚度(mm)表土400井口350，井筒500350500基岩120120120350井筒用途担负原煤提升任务，矿井进风井兼安全出口。担负矿井材料、设备辅助提升任务，矿井主要进风井兼安全出口。担负人员上下井提
18、升任务，矿井进风井兼安全出口。专用回风井及兼矿井安全出口。井筒装备装备1000mm带式输送机、台阶和扶手。动力电缆、压风管沿该井筒敷设装备轨距600mm，轨型30kg/m的单轨、台阶和扶手。排水管、动力电缆、通信、信号电缆、消防洒水管沿该井筒敷设装备RJY30-16/558型架空乘人装置，台阶和扶手。回风立井防爆门。黄泥灌浆管路沿该井筒敷设井筒利用情况利用原千峰主斜井刷大原千峰关闭斜井延伸原千峰副斜井新掘备注井筒施工情况已完工已完工已完工已完工7、开采水平及采区划分（1）根据矿井的开拓，全井田共划分14个采区。以F2、F4断层进行划分，+1040m辅助水平共7个采区，F4南部2号煤剩余资源为2
19、号煤一采区，F4南部4号煤资源上下山划分为4号煤一、二采区，F2北部4号煤剩余资源为4号煤三采区，F2 与F4断层之间 7号煤资源为7号煤一采区，F2北部7号煤资源上下山划分为7号煤四、五采区；+1018.9m主水平共7个采区，F4南部7号、8、9号煤上下山划分为二、三采区，F2 与F4断层之间 8、9号煤为一采区，F2北部8、9号煤上下山划分为四、五采区。采区接替原则：从井筒附近由近而远，由浅至深的依次开采顺序。（2）矿井在7号煤层服务年限内，以2个生产采区、2个综采工作面、4个综掘工作面保证矿井设计生产能力和正常生产接替，矿井采掘比2：4；矿井后期开采8、9号煤层时，以1个生产采区、1个综
20、采工作面、2个综掘工作面保证矿井设计生产能力和正常生产接替，届时矿井采掘比1：2。采区接替顺序为：（2号煤一采区、7号煤一采区）（4号煤一采区、7号煤一采区）（4号煤二采区、7号煤一采区）（4号煤三采区、7号煤二采区）（7号煤二采区、8号煤一采区）（7号煤三采区、8号煤一采区）（7号煤四采区、8号煤二采区）（7号煤五采区、8号煤三采区）9号煤一、二、三采区8号煤四、五采区9号煤四、五采区。（3）矿井投产时井下同时布置两个生产采区，根据采掘现状及开采煤层赋存情况，2号煤剩余资源量布置02103、02101工作面回采，服务年限约5个月，2、4号煤层为一个水平联合布置开采，考虑到矿井采掘衔接和正常接
21、替的实际情况，设计在4号煤一采区布置掘进工作面，4号煤一采区布置04101-04103工作面共3个回采工作面，按90万吨/年生产能力计算服务年限1.8年，7号煤一采区布置07101- 07110工作面共10个回采工作面，按30万吨/年生产能力计算服务年限5年。8、采煤方法根据地质报告，井田内2号煤层厚度0.97-2.10m，平均1.71m，结构简单，不含夹矸，为全区稳定可采煤层。煤层顶板为砂质泥岩，局部为中砂岩、泥岩；底板为砂质泥岩、泥岩、细砂岩。该煤层井田内现已基本采空。仅剩东南部块段资源为开采。（1）7号煤层厚度0.80-1.13m，平均1.0m。结构简单，不含夹矸，为稳定全区可采煤层，煤
22、层顶板为L4石灰岩，局部为粗砂岩；底板为泥岩。井田北部基本已采空。（2）4号煤层厚度0.75-3.65m，平均2.20m，结构简单，一般含0-1层夹矸，局部含2层夹矸，夹矸厚度0.11-0.75m，为稳定全区可采煤层。煤层顶板为砂质泥岩，局部为泥岩、粗砂岩或细砂岩；底板为砂质泥岩、泥岩，局部为中砂岩、细砂岩。井田北部采空。（3）8号煤层厚度1.85-3.70m，平均3.14m，结构简单，一般含1层夹矸，局部2层夹矸，夹矸厚度0.05-0.40m，为全区稳定可采煤层，煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，局部为石灰岩；底板为砂质泥岩、泥岩及粉、细砂岩。（4）9号煤层厚度2.05-4.24m，平均3.14m，
23、煤层结构简单，含0-1层夹矸，为全区稳定可采煤层，煤层顶板为泥岩、砂质泥岩及中砂岩；底板为砂质泥岩、泥岩。（5）根据开拓部署及水平接替顺序，设计辅助水平和主水平同时开采，在2号煤与7号煤中各布置一个回采工作面。（6）2号煤主要综采设备：2号煤选用MG132/300-W型采煤机，与采煤机配套的SGZ630/220刮板输送机，SSJ800/255型可伸缩胶带输送机，ZY4000/13/32型掩护式液压支架，工作阻力4000kN，初承力3200KN，支撑高度1.33.2mm，支架重量约14t；工作面超前20m采用DZ30-25/110Q型单体液压支柱配L=3600型型钢梁支护，支撑高度2200-30
24、00mm。（7） 由于本矿辅助水平2号煤服务年限较短，仅为1.05a，为保证生产顺利接续，配备一套辅助水平4号煤回采工作面机械设备，主要有：MG300/700-WD型采煤机，配套的SGZ764/400刮板输送机，SSJ800/255型可伸缩胶带输送机，ZY5600/16/38型掩护式液压支架，工作面超前20m采用DZ31型单体液压支柱配L=3600mm。（8） 7号煤主要综采设备：MG100/240-BW型采煤机，配套的SGZ630/150刮板输送机，DSJ80/40/2*55型可伸缩胶带输送机，ZY2400/7.5/14.5型掩护式液压支架，工作面超前20m采用DZ30-25/110Q型单体
25、液压支柱配L=3200mm。（9）回采工作面顶板采用全部垮落法管理。（二）主要运输系统1)主斜井提升设备带宽，输送量，带速，倾角，设计长度L=856m，提升高度。； 电动机：YBBP-450-4/220KW，防爆，2台； 减速器：M3PSF80，i=40，2台；逆止器：NJZ130，1台；盘式制动器：KPZ-1200,N=3.0kW，防爆，2台；胶带：钢丝绳芯带ST/S2000/1000，带强，阻燃抗静电；变频柜：JD-BP38-630F，2台；自控液压拉紧装置：ZY-100型，N=5.5kW，布置在尾部。2)井下主要运输设备井下煤炭运输采用带式输送机运输，共6条，分别为2#煤运输大巷带式输送
26、机、4#煤一采区运输巷带式输送机、7#煤一采区运输巷1#带式输送机、7#煤一采区运输巷2#带式输送机、主水平运输大巷1#带式输送机、主水平运输大巷2#带式输送机。（1）2#煤运输大巷带式输送机的基本参数如下：带宽：B=800mm，输送量：Q=450t/h，带速：v=2.5m/s，倾角，设计长度，提升高度4.434米，电动机：YBS-55，N=55kW，防爆，2台；减速器：JS40(SJD-80)，2台；液力耦合器：YOXD400 2台；制动器：BYWZ5-315/50,N=0.21kW，防爆，2台；胶带：PVG整芯带PVG800S/800mm，带强，阻燃抗静电；拉紧装置：JH-8，N=7.5k
27、W。2#煤运输大巷带式输送机采用头部拉紧布置方式，同时该带式运输机配置制动器及防跑偏、打滑、堆煤、防撕裂等保护装置一套，保证带式输送机的安全可靠运行。（2）4#煤一采区运输巷带式输送机的基本参数如下：带宽：B=800mm，输送量：Q=450t/h，带速：v=2.5m/s，倾角设计长度，提升高度-25米，电动机：YBS-75，N=75kW，防爆，2台； 减速器：SDJ-150，2台；液力耦合器：YOXD450 2台；盘式制动器：KPZ-1000/225,N=5.5kW，防爆，1台；胶带：PVG整芯带PVG800S/1000mm，带强，阻燃抗静电；拉紧装置：JH-8，N=7.5kW。4#煤运输大巷
28、带式输送机采用头部拉紧布置方式，同时该带式运输机配置制动器及防跑偏、打滑、堆煤、防撕裂等保护装置一套，保证带式输送机的安全可靠运行。（3）7#煤一采区运输巷1#带式输送机的基本参数如下：带宽：，输送量：，带速，倾角，设计长度，提升高度6.286米，电动机：YBS-55-4，N=55kW，防爆，2台； 减速器：JS40，2台；液力耦合器：YOXD400 2台；制动器：BYWZ5-315/80,N=0.33kW，防爆，2台；逆止器：1075NRT 1台，胶带：PVG整芯带PVG800S/800mm，带强，阻燃抗静电；拉紧装置：JH-8，N=7.5kW。7#煤运输大巷带式输送机采用头部拉紧布置方式，
29、同时该带式运输机配置制动器及防跑偏、打滑、堆煤、防撕裂等保护装置一套，保证带式输送机的安全可靠运行。（4）7#煤一采区运输巷2#带式输送机的基本参数如下：带宽：，输送量：，带速，倾角，设计长度，提升高度-14.318米。电动机：YBS-55-4，N=55kW，防爆，2台；减速器：JS40， 2台；液力耦合器：YOXD400 2台；盘式制动器：KPZ-1000/225,N=5.5kW，防爆，1台；胶带：PVG整芯带PVG800S/800mm，带强，阻燃抗静电；拉紧装置：JH-8，N=7.5kW。7#煤运输大巷带式输送机采用头部拉紧布置方式，同时该带式运输机配置制动器及防跑偏、打滑、堆煤、防撕裂等
30、保护装置一套，保证带式输送机的安全可靠运行。（5）主水平运输大巷1#带式输送机的基本参数如下：带宽：B=1000mm，运量：Q=450t/h，速度：v=2.5m/s，机长：L=700m，倾角：= 0,电动机：YBK3-280S-4 75KW，防爆，2台；减速器：MC3RLSF05，i=31.5，2台；制动器：BYWZ5-400/80,N=0.33kW，防爆，2台；胶带：钢丝绳芯带PVG800S/1000mm；带强，阻燃抗静电，符合MT668-2008标准要求；自控液压拉紧装置：ZY-400型，N=5.5kW，防爆。主水平运输大巷带式输送机采用头部拉紧装置布置方式，同时该带式运输机配置制动器及防
31、跑偏、打滑、堆煤、防撕裂等保护装置一套，保证带式输送机的安全可靠运行。（6）主水平运输大巷2#带式输送机的基本参数如下：带宽：B=1000mm，运量：Q=450t/h，速度：v=2.5m/s，倾角，设计长度，电动机：YBS-55，N=55kW，防爆，2台；减速器：JS40(SJD-80)，2台；液力耦合器：YOXD400 2台；制动器：BYWZ5-315/50,N=0.21kW，防爆，2台；胶带：PVG整芯PVG800S/1000mm，带强，阻燃抗静电；拉紧装置：JH-8，N=7.5kW。主水平运输大巷带式输送机采用头部拉紧装置布置方式，同时该带式运输机配置制动器及防跑偏、打滑、堆煤、防撕裂等
32、保护装置一套，保证带式输送机的安全可靠运行。3）运煤系统（1）回采工作面(可弯曲刮板输送机)胶带顺槽(可伸缩胶带输送机)2#煤运输大巷、溜煤眼(给煤机)主斜井（胶带输送机）地面生产系统。（2）回采工作面(可弯曲刮板输送机)胶带顺槽(可伸缩胶带输送机)4#煤运输大巷溜煤眼(给煤机)主斜井（胶带输送机）地面生产系统。（3）回采工作面(可弯曲刮板输送机)胶带顺槽(可伸缩胶带输送机)7#煤运输大巷溜煤眼(给煤机)主水平运输大巷(胶带输送机)井底煤仓、溜煤眼(给煤机)主斜井（胶带输送机）地面生产系统。4）辅助运输系统 （1)副斜井提升设备提升机选用JK2.52P提升绞车，主要技术参数为：滚筒直径Dg2.
33、5m，滚筒宽度B2m，最大静张力Fze90kN，最大静张力差Fce90kN，减速比i30。（2）副斜井绞车电控选用TKDG/BP交流变频电控系统，变频调速装置交流输入0.69kV，输出0.69kV。副斜井提升信号选用“KXT-7型斜井提升信号系统”。（3）信号发送方式为转发式，可对慢提、慢放加以区别，并记忆提升次数。提升信号与绞车控制系统有闭锁关系。（4）副斜井绞车房两回10kV电源引自副井10kV配电室不同母线段，一回工作，一回备用。两回380V电源，一回引自电控系统10/0.4kV（1号）辅助干式变压器（工作电源），另一回引自10kV变电所0.4kV母线（2号）（备用电源）。（5）行人斜井
34、选用一套RJY30-16/558架空乘人器，主要技术参数：电动机：YB2-250M-8，N=30kW，防爆，一台；减速器：B3HV08C，i=63，一台；制动器：BYWZB-300/45，N=0.33kW，防爆，一台；钢丝绳：6*36WS+FC(无油)；绳轮直径：22mm。5）井下辅助运输方式及设备（1）7号煤轨道大巷7号煤轨道大巷担负设备材料、矸石、人员及其它辅助运输任务。采用无极绳连续牵引车单轨运输。选用SQ-120/132P无极绳连续牵引车，主要技术参数：滚筒直径Dg1200mm，最大牵引力F80kN，绳速V0.02-2.5m/s。驱动电动机660V，160kW。钢丝绳选用6*19S+F
35、C型钢丝绳, 主要技术参数：绳径dK22mm，绳重PK1.74kg/m；钢丝绳抗拉强度1670MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs324.138kN。绞车房660V电源引自辅助水平变电所。选用ZJK127P无极绳绞车综合保护装置一套，该装置以可编程控制器（PLC）为核心，配以专业化人机界面，具备实际监控、速度显示、紧急停车、过卷保护、并具有岔道语言警示、沿道语言通信等功能。配有真空磁力启动器和泄漏移动通讯信号系统。（2）4号煤一采区运输巷辅助运输4号煤一采区运输巷担负设备材料、矸石及其它辅助运输任务，采用无极绳连续牵引车单轨运输；运输距离L=790m，坡度2.5。选用SQ-100/110P
36、无极绳连续牵引车，主要技术参数：最大牵引力F100kN，公称绳速V0.67/1.12 m/s。配用驱动电动机为矿用隔爆变频电动机660V，110kW。钢丝绳选用20 NAT619SFC-1670-ZS-220-144型钢丝绳。 无极绳连续牵引车660V电源分别就近引自辅助水平采区变电所。无极绳配电、控制设备及相关安全防护装置由厂家成套提供。（3）4号煤至2号煤斜巷辅助运输设备4号煤至2号煤斜巷担负设备材料、矸石及其它辅助运输任务，本段轨道运输最大倾角16，运输长度115m。选用JTPB-1.61.2型防爆绞车，主要技术参数：滚筒直径Dg1.6m，滚筒宽度B1.2m，最大静张力Fze45kN，最
37、大静张力差Fce45kN，减速比i20。防爆绞车驱动电动机选用防爆变频电动机 ，电动机主要参数：660V 160kW 585r/min。提升速度为Vmax=2.45m/s。配用24NAT67FC-1770-ZS-338-202型钢丝绳。防爆绞车660V电源引自附近采区变电所。绞车配电设备由绞车厂家成套提供，并配置防爆开关、防爆变频器及一套提升信号系统，及相关安全防护装置。运输路线：副斜井(矿用材料车、平板车) 7#车场7号煤轨道大巷 (矿用材料车、平板车) 4#车场材料斜巷2#轨道大巷2号煤回采工作面。副斜井(矿用材料车、平板车) 7#车场7号煤轨道大巷 (矿用材料车、平板车) 4#车场4#轨
38、道上山4#掘进工作面。副斜井(矿用材料车、平板车) 7#车场7号煤轨道大巷 (矿用材料车、平板车) 轨道顺槽(矿用材料车、平板车)7号煤回采工作面。副斜井(矿用材料车、平板车) 7#车场7号煤轨道大巷 (矿用材料车、平板车) 轨道联络巷(矿用材料车、平板车)7号煤掘进工作面。（三）各大系统运行情况1、通风系统（1）矿井采用中央分列式通风方式，抽出式通风方法。主斜井、副斜井、行人斜井进风，回风立井回风。回风立井装备梯子间。（2）回风立井选用FBCDZ-8-No26型矿用防爆轴流式通风机两台，风量范围83182m3/s，风压范围10993674Pa。风机配套电动机为YBF-560M1-8型，10k
39、V，2315kW。两台通风机一台工作，一台备用。（3）风井场地设风井场地变电所，两回10kV电源引自工业场地35kV变电所10kV母线不同母线段，一回工作，一回备用。10kV母线采用单母线分段连接，选用KGS1手车式高压真空开关柜配电。为保证通风机的安全运行，通风机房控制室设风机在线监测装置1套（同时监测2台风机），风机运行中能准确地反应和记录风机运行曲线、风量、风速、轴承和电机定子绕组温度、风压、电流、电压等参数，并能记录存档和故障报警，确保风机安全可靠运行。（4）矿井一个水平开采2、7号煤，共设6个采区，每个采区都设有专用回风巷。（5）矿井采掘工作面均采用独立通风，其进风和回风不经过采空区
40、和冒顶区，矿井总风量125m3/s，其中主斜井进风量45m3/s，副斜井进风量55m3/s，行人斜井进风量25m3/s，回风立井回风125m3/s。井下用风地点风量：2号煤回采工作面15m3/s；准备回采工作面8m3/s；7号煤回采工作面7m3/s；准备回采工作面4m3/s；四个掘进工作面48=32m3/s；停掘不停风工作面16m3/s；采区变电所2m3/s；其它地点26m3/s；风流路线：地面新鲜风流主斜井、副斜井、行人斜井车场、进风行人大巷主、辅水平胶带（轨道）大巷胶带进风顺槽回采工作面(乏风)轨道回风顺槽(乏风)主、辅水平回风大巷回风立井(主要通风机)地面。2、防尘（消防）供水系统井下消
41、防洒水采用合流制系统，水源来自处理后的井下涌水，其水质符合井下消防洒水水质标准。井下消防洒水由地面水处理站处理后送入V=500m3清水池及V=300m3备用清水池，然后经主、副斜井下至井底后送至各消防及洒水使用点。井下消防洒水管路采用枝状管网，管材采用煤矿井下用环氧树脂涂层复合钢管；在井底车场、回采工作面进回风巷口、胶带机机头、主排水泵房、主变电所、采区排水泵房、消防材料库等附近15m以内，设置消火栓。在胶带运输巷每隔50m，其它巷每隔100m设置支管带DN50阀门的三通，平时用于冲洗巷道，消防时代替消火栓之用。在胶带输送机机头设置洒水灭尘装置、灭火装置和胶带火灾报警装置；在胶带输送机卸载处、
42、转载机转载点等地点设置圆锥形洒水器； 采掘工作面和避难硐室设置三通及阀门，保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。静压水由水处理站清水池通副斜井管径为DN200；到主水平管径DN150；再进入工作面顺槽管径为DN100。3、排水系统（一）排水系统1） 主排水设备：矿井正常涌水量18.7m3/h，矿井最大涌水量20.3m3/h，副斜井井筒垂深89m，地面水处理站与井口高差5.3m，排水主干管路敷设长度600m，选用MD155-304型离心水泵3台。水泵配套YB2系列隔爆型电动机，额定电压660V/1140V，额定功率90kW, 额定转速2950r / min。矿井井下主排水泵房设
43、于副斜井井底，沿副斜井井筒敷设两趟排水管路，井下水沿副斜井排水管路直接排至地面工业场地井下水处理站。排水管选用1948mm无缝钢管；吸水管选用2198mm无缝钢管。矿井排水正常及最大涌水期间三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修，两趟排水管路一趟工作，一趟备用主排水泵房三台水泵电动机660V供电电源，由井下主变电所直配，并直接控制起停。水泵房与中央变电所之间装设联络信号。水泵吸水高度Hx=4m。采用射流泵引水的方式启动水泵，射流泵以排水管中压力水作为能源，以洒水管中压力水作为备用能源。水泵起动前先关闭闸阀，再开启射流泵，让水泵注满水后再起动电机，停泵时，先关闭闸阀，然后再断电停水泵电机，以防止
44、或减轻“水锤”现象对泵体内部的冲击。2）主排水系统采区涌水主、辅水平胶带（轨道）大巷主水平车场主副水仓主排水泵房(主排水泵)管子道副斜井 (排水管)污水处理站调节池。分为主仓和副仓，水仓净断面积7.78m2，主仓长115m（扣除倾斜段），副仓长65m（扣除倾斜段），采用混凝土砌碹支护，总净容积1400m3，平时容量按75%计算有效容积1050m33）采区排水设备：矿井在主井4号煤车场设采区水仓（原中央水仓）容积1112m3，容积分别为734 m3的主水仓与 378m3的副水仓。采区水泵房配备1台水泵：80D-305水泵，扬程为150米，排水量为43m3/h设备状态完好，并配备1趟3寸排水管路。
45、水仓与主水平运输大巷设一直径125mm泄水孔，水仓积水通常经过这个泄水孔自流至运输大巷专用排水管排至主水仓，只有一少部分积水通过水泵排至主井口附近的污水池，用于地面储煤棚洒水灭尘。主水平运输大巷布置五个集中积水点，其中1号积水点容积为18.348m，其他四个积水点容积为11.25m。各个积水点配备两台BQS12.5-100-7.5水泵，一用一备，与运输大巷的一趟3寸排水管路通过逆止阀连接，积水直接排至主水仓。水泵参数：Q(每小时排水量)=12.5m/h，H（扬程）=100m，N（功率）=7.5KW。主水平运输大巷还安设一趟直径125mm的排水管至中央水仓，主要用于泄放4号采区水仓内积水。主斜井
46、井底积水点水泵型号为：BQW12.5-100-7.5两台，一用一备，配备一趟3吋排水管路。水泵参数：Q(每小时排水量)=12.5m/h，H（扬程）=100m，N（功率）=7.5KW；排水线路：2、4煤采掘工作面4号煤采区水仓排水孔主水平运输大巷主水平主副水仓地面净化水池7号煤采掘工作面7号煤轨道大巷7号煤车场行人井主水平主副水仓地面净化水池回风立井、主水平回风巷、运输大巷主水平运输大巷积水点主水平主副水仓地面净化水池4、供电系统1）地面供配电矿井总负荷：矿用电设备总台数204台，矿井用电设备总容量9361.85kW，矿井用电设备工作容量8264.85kW副斜井工业场地西南侧现已建成35/10kV变电所一座。两回35kV电源线路一回引自草庄头110kV变电站35kV母线段，长度约11.8km；另一回引自火山110kV变电站35kV母线段，长度约12.4km。两回架空线路均选用JL/
