XX县煤矿2012年煤矿安全改造可研报告.doc

煤矿安全改造项目
可行性研究报告

目 录
前 言 1
一、项目概况 1
二、编制依据 2
三、指导思想 3
第一章 矿井安全生产现状 4
一、矿井基本情况 4
二、煤矿资源和开采技术条件 4
三、近几年安全投入情况 13
四、近几年安全事故分析 13
第二章 安全生产存在的主要问题 14
一、矿井通风系统存在的的问题 14
二、矿井供电系统存在的主要问题 14
第三章 矿井安全改造总体规划 16
一、总体规划实施步骤 16
二、矿井安全改造目标 16
第四章 安全改造项目的技术方案 17
一、安全改造的必要性 17
二、安全改造项目技术方案 18
第五章 投资估算与资金筹措方案 34
一、工程投资范围 34
二、编制依据 35
三、投资构成和资金筹措及安排 35
第六章 改造项目的实施计划及预期效果 36
一、项目实施计划 36
二、项目实施后的预期效果 36

附表：
附表1：煤矿企业基本情况表
附表2：煤矿企业安全投入情况表
附表3：国债项目投资完成情况表
附表4：煤矿安全技术改造项目投资估算表
附表5：煤矿安全改造备选项目汇总表
附件：
1、2012年煤矿安全改造备选项目汇总表
2、承诺函
3、文件真实性声明

XX煤矿2012年煤矿安全改造项目可行性研究报告
前 言
一、项目概况
矿区位于XX城南西方向260°方位，直线距离18km处，隶属于XX青塘镇管辖。宁都～兴国公路从矿区旁经过，距XX州152km，距XX城28km，交通便利。
XX煤矿区是一个具有很长开采历史的老矿区，民窿开采可追塑几百年的历史，较为正规的开采始于1958年，多为集体、个体小煤窑开采。年开采量10～15kt之间。1961年成立XX宁都石灰水泥厂，为县办国营企业，开采煤炭烧制石灰、水泥，1966年改为XXXX煤矿，1969年8月与XX硫磺厂合并，1972年又分开改为“XX省XX煤矿”，2006年改为XX煤矿。作为县办国营企业，其年生产能力停滞在10kt原煤左右。
矿井采用平硐开拓方式，采用高落式采煤法采煤，矿山生产历经四十多年先后形成四对平硐，以30m为一个采掘水平，累计生产出原煤468.3kt。2009年储量地质报告核实油麻坑区段（西采区）已开采至+300m标高，东采区（大水坑区段）+285m水平为目前主要生产区，西采区（油麻坑区段）于1991年停产至今。
2006年批复矿井年生产能力为40kt/a，属证照齐全的合法企业，法人代表兼矿长X，主要管理人员10人，技术人员3人，安全生产管理人员6人，企业在册职工共115人。2010年原煤产量36kt/a，销售收入792万元，职工人均年收入18500元左右。
矿区地貌为典型的山间盆地，四周为中高山岭，中央为开阔盆地。山势呈近东西走向，北高南低，北面最高峰酒雷崠海拔1100m，南面盆地最低处海拔200m，相对高差大，地势陡，切割深，沟壑发育。煤系地层一般出露标高在500～270m之间，呈与山势走向相近的北东东向展布。似腰带状环绕在山间。
本区属亚热带气候，年最高气温40℃，最低气温-5℃，年平均气温18.8℃，雨量充沛，年平均降雨量1650mm，无霜期290d。
区内植被中等发育，水源丰富，以农业为主，并有钨矿、硫磺矿、石灰石等矿产资源，经济较发达，是XX主要矿产地之一。
XX煤矿属低瓦斯矿井、主要开采石炭系下统梓山组（C1z）煤层，煤层不易自燃，煤尘无爆炸性，开采技术条件中等。近几年矿井通过自筹资金进行了改造。但由于投入资金有限，而且矿井生产年限长，安全生产的隐患还较多，因此很有必要继续加大安全投入，对安全生产系统进一步改造。根据XX煤矿目前安全状况，XX煤矿2012年安排安全改造内容是改造通风系统、供电系统和“六大系统”升级改造。
为节约资金，我矿自行承担了2012年煤矿安全改造项目可行性研究报告编制工作。
二、编制依据
1、国家能源局《关于组织开展2012年煤矿安全改造和瓦斯治理示范矿井建设项目前期工作的通知》及XX省能源局《关于转发国家能源局〈关于组织开展2012年煤矿安全改造和瓦斯治理示范矿井建设项目前期工作的通知〉的通知》（XX能源煤炭字[2011]144号）；
2、本矿井提供的图纸及矿井概况；
3、《煤矿安全规程》（2009年版）；
4、《煤炭工业小型煤矿设计规范》（GB50399-2006）；
5、《煤矿井下供配电设计规范》（GB50417-2007）；
6、《关于对XX州市2008年度煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》XX煤行管字[2008]149号、煤炭自燃倾向性鉴定报告及煤尘爆炸性鉴定报告；
7、《煤矿生产能力管理办法、煤矿生产能力核定资质管理办法、煤矿生产能力核定标准》（发改运行[2006]819号）。
三、指导思想
为贯彻落实国务院第81次、第116次常务会议精神，进一步加强煤矿安全改造工作，有效预防煤矿重特大事故的发生，贯彻执行煤矿安全生产基本条件规定，统一安全生产标准，推进矿山安全装备现代化进程，提高煤矿安全生产技术管理水平，2012年国家继续从软硬件两个方面采取措施，安排国债资金用于支持国有煤矿进行安全改造，以防止煤矿恶性安全事故。
本次可行性研究报告编制认真落实国家能源局《关于组织开展2012年煤矿安全改造和瓦斯治理示范矿井建设项目前期工作的通知》及XX省能源局《关于转发国家能源局〈关于组织开展2012年煤矿安全改造和瓦斯治理示范矿井建设项目前期工作的通知〉的通知》（XX能源煤炭字[2011]144号）的精神和煤矿安全改造项目的具体内容和要求，坚持以人为本，节能降耗，贯彻“安全第一，预防为主，综合治理”的安全生产方针，优先采用技术先进、安全可靠、经济合理的改造方案，指导思想是突出重点，充分利用既有设施，采取安全改造与利用相结合，以少量的投入，达到安全生产、生产安全的目的。

第一章 矿井安全生产现状
一、矿井基本情况
矿井采用平硐开拓方式，现有主平硐、副平硐、风井三个井筒。矿井划分+XXm一个水平。采用中央分列式通风系统，抽出式通风方式，主、副平硐进风，风井回风。风井口装有型号为BKY60-№9.0/15，功率15kW的主扇二台，一台工作，一台备用。地面、井下大巷均采用MF0.75-6型翻斗式矿车运输，人力推车。
采煤方法、顶板管理、选矿方式：采煤方法为短壁式或巷柱式采煤法，放炮落煤为主手镐落煤为辅，全部垮落法管理顶板，选矿方法为手选。
矿井属低瓦斯矿井，装备了KJ65型安全监控系统。
矿井采用单回路供电，电源来自XX青塘变电所，电压等级10kV。备用电源为75kW柴油发电机组一台，电压等级380V。
二、煤矿资源和开采技术条件
（一）地层与构造
1、地层
矿区内出露之地层，由老至新分述如下：
（1）上泥盆统峡山组（D3）
分布于向斜北翼边缘，形成高山，是矿区内时代最老的地层。倾向南，倾角30～60°不等。岩性主要为灰白色厚层状至中厚层状含砾石英砂岩、细砂岩、长石石英砂岩、砂质页岩～粉砂岩等。厚度不详。
此套地层为穿透梓山组后的底板标志层。常作为钻孔终孔标志。
（2）石炭系（C）
下覆泥盆系与石炭系地层呈假整合接触，在矿区内常以F2断层接触。
①下统老山组（C1l）
仅在23线以西钻孔中见到，地表无出露。与泥盆系呈假整合接触，厚度0～31.7m。
岩性：下部浅灰白色细粒钙质石英砂岩，灰色中细粒钙质砂岩夹暗灰色砾岩，角砾岩和千枚岩。中上部浅灰色石灰岩，深灰或黑色硅灰岩。
②下统赤水组（C1c）
仅在23线以西钻孔中见到，地表无出露。与下伏老山组呈假整合接触，厚0～16.5m。
岩性：底部灰白色厚层状粗粒含砾石英砂岩。下部深灰色厚层状泥质页岩夹两层浅灰白色大理岩化石灰岩。上部浅灰白色细粒泥质砂岩。
③下统梓山组（C1z）
本组地层为矿区主要含煤地层，是矿山开采生产的主要对象。
地表出露宽一般400～700m，厚度129～314m。分布于向斜北翼山腰处，呈狭长腰带状。倾向南～南东，倾角一般30～45°。
根据沉积旋回规律，梓山组自下而上可划分为五个小段。
A、第一段（C1z1）
下部浅灰白色厚层状中粗粒长石石英砂岩，底部为一层灰白色粗粒含砾砂岩或砾岩。
上部灰黑色炭质页岩夹粉砂岩或细砂岩，夹煤层九层，编号为A1～A9，其中A6和A9是全区主要工业煤层。本段又是矿区内主要可采煤层赋存地段，含煤性最好，产主要植物化石～苛达树。厚度14.4～29.8m。
B、第二段（C1z2）
下部浅灰色至深灰色厚至薄层状细粒砂岩，暗灰色含炭粉砂岩。
上部黑色炭质页岩夹粉砂岩或细砂岩，夹煤层三层，编号为A10～A12。含煤性中等，但煤层可采性差。产植物化石芦木。厚度15.4～10.74m。
C、第三段（C1z3）
下部深灰～暗灰色厚层状含砾粗砂岩或中细粒砂岩。岩性较稳定，可作为分层参考标志层。
上部黑色炭质页岩夹深灰色细砂岩，粉砂岩，夹煤二层，编号A13～A14。煤层可采性差。粉砂岩中常见次生砂质结核。产植物化石鳞木。厚度16.5～49.5m。
D、第四段（C1z4）
下部浅灰白色厚层状中粗粒石英砂岩。
上部黑色炭质页岩夹细砂岩、粉砂岩、页岩。常含菱铁质结核，核径2～15cm不等。炭质页岩中夹煤线。产植物化石Newzoyteie等。厚度54.5～79.9m。
E、第五段（C1z5）
下部中细粒粉砂岩夹钙质砂岩，粘土岩。底部暗灰色粗粒长石石英砂岩或含砾砂岩。
中间灰暗色页岩，砂质页岩夹透镜状石灰岩。
上部灰白色钙质砂岩，暗紫色泥质粉砂岩，砂质页岩。
厚度28.5～47.8m。
④中统黄龙组（C2h）
本组地层由于风化剥蚀较烈，且处于向斜盆地中央，大部分已被第四系沉积物覆盖，出露不全，厚度不详。在平面上，本组地层与梓山组呈断层接触（F1），在垂直剖面上呈假整合接触。地层产状不清。
岩性：底部深灰色细粒石英砂岩。往上为浅至深灰色厚层状石灰岩，肉红色白云质石灰岩，灰白色细粒白云岩。
本地层为区内烧水泥和石灰的主要原料。
（3）第四系（Q）
主要为砾石、砂粒、黄土、粘上等残积、坡积、冲积物。不整合覆盖于各时代地层之上，主要分布在盆地中央山坡及山麓沟谷中。厚度不详。
2、构造
本矿区13号勘探线至27勘探线之间（即XX煤矿大水坑—油麻坑区段）所处的区域构造位置，是在青塘区域向斜的北翼。然而矿区本身又组成一个次一级的，轴向近东西向的向斜褶皱。这是矿区整体构造轮廓。在此向斜带内又再发生更低级次的断裂和褶皱，从而对地层和煤层进行更深一步的改造和破坏。
（1）断层
矿区内主要发育两组断层，一组为走向近东西向的纵向断层，代表性断层有F1和F2。另一组为走向NW～NNW的横向断层，代表性断层有F4、F5、F7、F8等。
F1和F2分别分布在矿区的南、北边缘，构成了矿区南北自然边界。F1是属于区域性大断层，走向80～85°，倾向北，倾角60～80°，延伸长30余km，垂直断距400m以上，属区域压扭性逆冲断层。由于此断层的逆冲作用，造成下石炭梓山煤系冲向浅部构成向斜翼部，使中石炭黄龙组出露在向斜核部。给煤炭的开采利用带来了有利的一面。但对于深部开采应防止它导水的不利一面。F2是矿区北缘梓山组与泥盆系接触边界断层。走向近东西，倾向南，倾角65～75°，属张性正断层。它是在向斜构造形成过程中，由于梓山组与泥盆系界面不牢而形成的顺层滑动式正断层。对煤系及煤层的破坏作用不大。
F4、F5、F7、F8等断层构成了与矿区内地层走向直交或斜交的一组横向断层。走向NW或NNW，倾向NE或NEE，倾角60°左右，属张扭性断层。此组断层规模较小，走向延长500～1000m，断距几十m。但它们对煤层的改造和破坏大。造成煤层沿走向和倾向都不连续。并造成井田不规整。这是在开采生产中应十分注意的一组断层。
（2）褶皱
在区域上，矿区是青塘向斜的北翼，就整个矿区本身而言又是一个东西向展布的不对称向斜。在此向斜内又形成许多更小规模的褶皱。充分再现了“复式向斜”的千姿百态。
整个梓山煤系沿走向呈蛇曲摆动，沿倾向呈波浪式起伏变化，造成煤层形态变化多端。
由于次级小型褶皱极为发育，对煤层的改造破坏较大，使煤层发生尖灭再观，透镜状、囊状等多种变化，破坏煤层的连续性和完整性，使本来就不大稳定的煤层更加复杂化，给生产带来不利因素。
（3）变质作用
由于区域造山运动作用，矿区内普遍发生应力变质作用，岩层和煤层结构更加紧密，体重增大。全区泥质岩层中常见红柱石矿化现象，丝绢光泽，千枚状构造等。在其他岩类中重结晶。大理岩化现象也很普遍。这些都说明本区岩石发生了轻度变质作用。
但是，变质作用的程度还远远未有破坏煤层质量，仅是使煤层体重变大，在某些地段还使煤层顶底板变得更加致密坚硬，有利开采。
（4）岩浆岩
矿区内没有岩浆岩侵入，地层中也未发现岩脉侵入。
3、煤层
本区含煤14层。根据沉积旋回规律，具体划分是：梓山组第一段（C1z1）含煤9层，编号为A1～A9，为局部或大部可采煤层，其中A6和A9是区内主要煤层；梓山组第二段（C1z2）含煤3层，编号为A10、A11、A12，为局部可采煤层；梓山组第三段（C1z3）含煤2层，编号为A13、A14，为不可采煤层。
A6煤层：呈近东西向向斜展布，延长约1500m，延深300多m。从20个见煤钻孔和坑道见煤情况看，煤层厚度0.16～3.9m，平均0.99m。结构较复杂，煤质一般，灰分中等，总体由东往西逐渐变厚，靠近向斜轴部煤层较厚。23线以东局部可采，23线以西大部可采。
A9煤层：呈近东西向向斜展布。延长约1500m，延深300多m。煤层厚度0.28～6.29m，平均2.32m。结构较复杂，煤层厚度变化大，呈“鸡窝状”产出。煤质一般，灰分中等，总体由东往西逐渐变厚，21线以东局部可采，21线以西大部可采。
矿区主要煤层特征：
根据本矿区煤层结构、厚度、形态及产状变化，稳定性、连续性、可采性等综合评价，应属于“极不稳定型”煤层。
矿区内含煤性变化极大：，有的钻孔仅含二、三层煤，有的钻孔含煤二十几层。但是分支煤层多，稳定性差。
煤层的连续性、稳定性很差，无论沿走向还是沿倾向均不连续。据生产矿井资料，连续稳定在100m走向范围的煤层极少出现。
煤层厚度变化大，且以1.00m以下的煤层为主，厚度在2.00m以上的煤层，往往呈煤包或饼状产出，很快就尖灭成煤线。
煤层形态变化剧烈，膨大缩小，尖灭再现，透镜状、包裹状、大饼状、树枝状等等形态，累见不鲜。
煤层结构复杂，分支复合，分叉尖灭，不连续，无固定层位。顶底板岩性相变大等等，形成典型的复杂结构煤层。
煤层产状变化大，由于原始沉积和后期褶皱断裂破坏的双重作用， 致使煤层产状或扁平、或直立、或倒转、或蛇曲等等，无规律可循。
煤层可采性差，就连主采煤层A9和A6也是属于“局部或大部可采”类型，其他煤层均属局部可采型。
煤种：中灰、中硫、特低磷、中热值无烟煤。
4、矿井储量
截止2010年12月末，矿井保有地质资源量2110.01kt，其中122b类441.51kt，333类1668.50kt。
（二）开采技术条件
1、矿井瓦斯
根据《关于对XX州市2008年度煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》（XX煤行管字[2008]149号），XX煤矿为低瓦斯矿井。
2、煤层自燃倾向和煤尘爆炸性指数
煤尘爆炸性：根据XX煤矿安全检测中心鉴定结果，A1煤层煤尘无爆炸性。
煤层自燃发火倾向：根据XX煤矿安全检测中心鉴定结果，A1煤层自燃倾向等级Ⅲ级，属不易自燃煤层。
3、煤层顶底板情况
矿区开采的煤层为A1～A12煤层，其顶、底板岩性特征基本相同，为炭质页岩～含炭粉砂岩。
由于矿区构造复杂，煤层极不稳定，岩层沿走向、倾向变化大，其煤层顶、底板稳定性相对较差。
（三）水文地质条件
1、自然地理条件对矿坑充水的影响：
矿区位于青塘盆地北部边缘，地势北高南低，西高东低，海拔标高多在280m至580m之间，属中低山区。
区内溪流南北走向，大溪有3条，即大水坑溪、油麻坑溪、老山溪，该3条溪为矿区的主要地表水体，其流量随季节变化而波动。对坑道充水有一定影响。
区内气候为亚热带东南亚季风气候。年降水量1600mm左右，4～6月为雨季，水量占全年的45％左右，7～9月受台风影响有暴雨，10月至下年3月属旱季。
2、矿区岩石含水性：
石炭系下统梓山组（C1z）煤系地层为矿区出露的主要地层，呈一向斜覆盖在泥盆系上统峡山组（D3）浅变质岩之上，二者呈假整合接触，矿区北部出露峡山组地层。矿区南部边界为石炭系中统黄龙组（C2h）灰岩，灰岩与煤系地层呈断层接触。在灰岩表层覆盖第四系松散层。根据地层含水特征的不同，将矿区地层划分为：梓山组弱含水层、峡山组隔水层、黄龙组强含水层、第四系含水层。
分叙如下：
（1）梓山组弱含水层（C1z）：岩性为泥岩、粉砂岩、含泥砂岩。该层为本区矿床充水的主要含水层。
根据钻孔及老井生产资料，梓山组含水性较差，水受大气降水补给，水量动态变化与旱季相协调，水质为酸性水。
（2）峡山组隔水层（D3）：岩性为石英砂岩、含砾石英砂岩、千枚状页岩，浅变质，硅化强，片理流劈理等压性裂隙发育，均胶结愈合紧密坚固，开口裂隙极不发育，层理也难以辨认，呈现一种完整岩体状态。该层是钻探的终孔层位。从生产井和老窿资料分析，采空区北壁靠近峡山组，未发现水源从北壁侧向补给。11线北端老窿北壁为峡山组，原开掘时未发现北壁有明显进水。据峡山组地层开口裂隙不发育，坑道见之未发现明显渗水等迹象，初步分析峡山组属隔水层。
（3）黄龙组强含水层（C2h）：该层在矿区南部有零星露头，岩性为一套碳酸盐岩可溶性岩石，天然露头多为溶蚀残丘。像羊、像猴、像狮子，奇形怪状布在坡上。黄龙组溶洞发育，近地表段呈坑状、漏斗状，深处呈硐状、蜂窝状、蚁窝状……，洞大数m，溶洞发育在NNE向扭性断裂与NWW向张扭性断裂线上，溶洞近地表处全充填，深部半至无充填，充填物为红色亚粘土。根据钻孔资料，发现深部溶洞亦发育，黄龙组地层为岩溶水强含水层，确认无疑。
黄龙组底下的煤层无勘探价值，即便有煤，则属“煤薄、水大、埋藏深”开采效益低劣或亏大本之例；三次勘探提交的煤炭储量，均在黄龙组北侧且远离黄龙组30m以外的地段。所以，黄龙组岩溶水强含水层为未列入坑道充水水源的含水层。
（4）第四系含水层（Q）：该层分布在矿区南部，上部为亚粘土层混杂有棱角状的岩块，为坡洪积层，下部为红色、红黄色灰岩风化的亚粘土，部份为冲洪积亚砂土层，全层厚5～20m，含孔隙水，大气降水补给，可作小型供水水源地，对坑道充水无关。
3、断层及裂隙对坑道充水的影响：
煤系地层中，小断层较为发育，在煤矿三号井所见，以顺层挤压断层为主，并有少量斜交地层走向的扭性断层，压性断层呈潮湿渗水状，扭性断层的局部地段见有漏水。说明本区梓山组煤系地层中的断层与XX南其他区的煤系地层中的断层有导水性差的共性。
煤系地层边界断层有F1、F2断层，其含水性如下：F1断层：CK2702、CK2302、CK1903、CK1102、CK502等五个钻孔见F1断层后，孔内发生漏水，证明F1断层是一条含水性强的断层。F2断层：展布在矿区北部，近东西走向，向南倾，在11～15线间为梓山组与峡山组分界断层；在13线处断层露头所见，断层线胶结愈合紧密，未见导水裂缝。初步推断F2是含水性微弱的断层。
4、老窑情况：
矿区老窑原开采规模不大，对矿井充水影响不大。
矿井正常涌水量17.2m3/h，最大涌水量32.2m3/h。
三、近几年安全投入情况
XX煤矿2005年～2010年，累计生产原煤200.0kt，安全投入365万元，企业安全费用按规定足额计提，使用到位，并有超出。
2005年～2010年计提的安全费用，主要用于①矿井安全监控系统，现已建立了矿井安全监控系统，能及时掌握井下瓦斯变化情况，使矿井瓦斯管理正规化上了一个新台阶，但未与市煤炭安全监督管理局监控中心联网；②通风系统维护；③设备更新，④防治水设备及装备，⑤供用电安全，⑥劳动保护及安全技术培训。安全条件得到初步好转。
通过这几年的安全投入，改善了XX煤矿的安全生产条件，提高了矿井的抗灾能力。但是，由于该矿属于地方国有老矿，开采时间长，基础薄弱，设备陈旧，矿井仍存在安全装备欠帐多等安全隐患，矿井通风系统巷道断面小，风阻大，供电系统不完善，设备老化，“六大系统”建设、升级不到位等诸多问题。
四、近几年安全事故分析
2005～2010年XX煤矿共产原煤200.0kt，未发生死亡事故，百万吨死亡率为0，经过近几年来安全投入，矿井安全上管理上了一个新台阶。消灭了重伤以上事故。

第二章 安全生产存在的主要问题
XX煤矿于年建井，是一个有多年开采历史的老矿。由于矿井生产年限长，虽然矿方近几年已投入一定资金进行安全改造，但因安全资金投入不足，矿井仍存在许多严重安全生产隐患。
一、矿井通风系统存在的的问题
XX煤矿目前采用中央分列式通风系统，抽出式通风方式，矿井总进风864m3/min，总回风878m3/min，由于矿井生产年限长，受矿山压力和开采影响，井下巷道断面小，通风阻力达580Pa，等积孔仅为0.71m2。该矿生产水平为+XXm。由于矿山压大较大，且回风巷道多采用木支护，导致断梁折柱严重，回风断面小，经过多次返修扩大，目前围岩松动、破碎，稳定差，随时都会发生垮塌事故，给矿井安全生产带来严重威胁，安全上无保障。
矿井主扇风机通风能力不足，现有二台BKY60-№9．0型防爆轴流风机，风量8.8～13.3 m3/s、风压170～1000Pa、功率15kW，使用多年，设备陈旧，维护修理费用高，且风量及电机功率偏小，不能满足矿井所需风量，因此该风机通风能力不能满足矿井安全生产的需求。
2009年矿井开始进行扩界，现有通风巷道均布置在东翼，不利于西部煤层开采。
二、矿井供电系统存在的主要问题
XX煤矿为低瓦斯，年产60kt/a以下矿井，全矿井供电为单回路供电，备用电源不能满足要求，不满足2009版《煤矿安全规程第四百四十一条：“矿井应有两回路电源线路，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷”的要求；不满足《煤矿安全规程》第四百四十二条，主要通风机等主要设备房，应有两回路直接由变电所馈出的供电线路的要求。
矿井地面现有变压器性能差，能耗高，且老化严重。
三、“六大系统”建设、升级存在的主要问题
根据国务院“关于进一步加强企业安全生产工作”的通知（国发[2010]23号），所有煤矿企业必须建立完善监测监控系统、井下人员定位系统、紧急避险系统、压风自救系统，供水施救系统和通信联络系统等井下安全避险六大系统。全面推进煤矿井下安全避险六大系统的建设完善工作是国务院和国家安全监管总局为提升煤矿的应急救援和安全保障能力而推出的全新举措。
由于资金等问题，XX煤矿自2008年起，逐步建立、完善了监测监控系统、压风自救系统，供水施救系统和通信联络系统等井下安全避险四大系统。还有井下人员定位系统、紧急避险系统没有建立和完善。这不满足国务院安全生产要求。
因此，下一步急需建立、完善井下人员定位系统和紧急避险系统，及时升级、完善监测监控系统、压风自救系统、供水施救系统和通信联络系统。

第三章 矿井安全改造总体规划
一、总体规划实施步骤
2012年对矿井通风系统、供电系统、“六大系统”进行安全改造。完善通风线路，架设双回路电源，更换地面变压器及低压控制开关，对主要通风机以及配套供电等机械设备进行更新，对“六大系统”建设、升级、完善。
2013年对矿井的一些配套设施进行改造最终达到矿井安全生产的目的。
二、矿井安全改造目标
完善矿井通风、供电、“六大系统”等系统，改善矿井通风条件，提高矿井抗灾救灾能力，消灭重特大事故发生，保障矿井的生产安全。

第四章 安全改造项目的技术方案
一、安全改造的必要性
XX煤矿属县办地方国有煤矿，是一个有40多年历史的老矿，基础投入差，安全欠帐多，特别是矿井“一通三防”与供电系统更为突出。按照《煤矿安全规程》的要求，结合该矿安全生产实际存在的主要问题，将XX煤矿改造通风系统、供电系统、“六大系统”等内容，列入2010年煤矿安全改造备选项目，项目的实施对加强该矿基础安全设施，改善井下安全环境，保障职工生命安全具有重要的意义。
1、矿井通风系统改造的必要性
XX煤矿目前采用中央分列式通风系统，抽出式通风方式，矿井总进风864m3/min，总回风878m3/min，由于矿井生产年限长，受矿山压力和开采影响，井下巷道断面小，通风阻力达580Pa，等积孔仅为0.71m2。该矿生产水平为+XXm。由于矿山压大较大，且回风巷道多采用木支护，导致断梁折柱严重，回风断面小，经过多次返修扩大，目前围岩松动、破碎，稳定差，随时都会发生垮塌事故，给矿井安全生产带来严重威胁，安全上无保障。
矿井主扇风机通风能力不足，现有二台BKY60-№9防爆轴流风机，风量8.8～13.3 m3/s、风压170～1000Pa、功率15kW，使用多年，设备陈旧，维护修理费用高，且风量及电机功率偏小，不能满足矿井所需风量，因此该风机通风能力不能满足矿井安全生产的需求。
2009年矿井进行了扩界，现有通风巷道均布置在东翼，不利于西部煤层开采。
由于XX煤矿采掘工作面有效风量小，现有风机BKY60-N09防爆轴流风机已不能满足矿井目前及今后安全生产的需求；为了增大矿井风量，提升矿井通风能力，防止超通风能力生产现象的发生，从通风系统上预防瓦斯事故的发生，改善矿井通风气候条件，必须对矿井主要通风机进行更新改造。
2、矿井供电系统系统改造的必要性
XX煤矿为低瓦斯，年产60kt/a以下矿井，全矿井供电为单回路供电，备用电源不能满足正常，不满足2009版《煤矿安全规程》第四百四十一条及第四百四十二条的要求。
矿井地面现有变压器，性能差，能耗高，且老化严重。
3、“六大系统”建设、升级改造的必要性
监测监控系统、井下人员定位系统、紧急避险系统、压风自救系统，供水施救系统和通信联络系统等井下安全避险六大系统是国务院、国家安全生产监督管理总局要求必须建立、完善的。也是煤矿各种证照办理必须具备的安全生产条件。因此，必须在规定时间内完善。
以上问题严重威胁到矿井的安全生产，应及时对矿井进行安全改造。
二、安全改造项目技术方案
（一）矿井通风系统改造技术方案
1、矿井通风系统概述
XX煤矿采用平硐开拓方式，中央分列式通风。主平硐和副平硐进风，风井回风，风井井口装有型号为BKY60-№9.0/15，功率15kW的主扇二台，一台工作，一台备用。矿井总进风864m3/min，总回风878m3/min，通风阻力580Pa。该矿生产水平为+xm。布置有1 个回采工作面、2个掘进工作面。井下采用型号为YBT-5.5的局部通风机向掘进工作面送风。
2、矿井通风系统改造方案选取
XX煤矿通风系统改造方案有两个，一个是对现有东风井通风系统巷道进行扩大改造，利用现风硐及引风道及地面设施，更新风机，其优点是作业简单，投资少，见效快，工期短。缺点是施工安全性较差，以后维修费用高，影响矿井正常生产。二是另选址新掘东风井，新建风硐及引风道和地面设施，其优点是缩短通风距离，简化通风网路，降低通风阻力，维修费用低，缺点是资金投入较大，原有巷道不能充分利用。考虑到矿井生产规模，选取对现有东风井及通风系统巷道进行扩大方案，以达到增大矿井风量和降低矿井通风阻力的目的。为便于矿井西翼的开采，新掘西风井，全矿形成对角式通风。
3、矿井通风系统改造方案
回风上山及东风井井筒扩大，现有井筒及巷道断面仅有2.4m2，扩大至净断面4.9m2，工程量90m；回风上山扩大，现有巷道断面仅有2.4m2，扩大至净断面4.9m2，工程量90m；回风石门扩大，现有巷道断面仅有2.4m2，扩大至净断面4.9m2，工程量200m；回风大巷扩大，现有巷道断面仅有2.6m2，扩大至净断面4.9m2，工程量80m；为解决西翼采掘工作面回风的问题，新掘西风井，设计净断面4.9m2，工程量300m。巷道断面形状为半园拱，料石砌碹支护。巷道坡度、断面详见表4-1。
表4-1 通风系统改造巷道工程量表
巷道名称
坡度（°）
工程量
（m）
断面（m2）
支护
形式
备注
净
掘
回风上山及东风井井筒（扩大）
25
90
4.9
6.7
砌碹
扩前净断面2.4m2
回风大巷（扩大）
0
80
4.9
6.7
砌碹
扩前净断面2.6m2
回风石门（扩大）
0
200
4.9
6.7
砌碹
扩前净断面2.4m2
回风上山（扩大）
25
90
4.9
6.7
砌碹
扩前净断面2.4m2
西风井井筒（新掘）
0
300
4.9
6.7
砌碹

合计

760

4、改造后通风参数计算
（1）改造后矿井风量计算
①采煤工作面需要风量计算（取最大值）
A、矿井为低瓦斯矿井，采煤工作面按气象条件需要风量计算见表4-2。
表4-2 低瓦斯矿井采煤工作面需风量
采面名称
工作面控顶距(m)
K采高
工作面适宜风速(m/s)
K采面长
K温
低瓦斯矿井采面需风量Q采(m3/min)
实际采高(m)
采面长度(m)
采面温度(℃)
采面风速(m/s)
最大
最小
平均
A9
3.2
1.6
2.4
1.50
1.0
45
22
1.0
151.2
A11
3.2
1.6
2.4
1.20
1.0
45
22
1.0
121.0
计算公式：Q采=Q基本·K采高·K采面长·K温（m3/min）
Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（不小于1.0m/s）
此处的工作面控顶距为采煤工作面最大和最小控顶距平均值。
Q采A9= Q基本·K采高·K采面长·K温
=60×2.4×1.50×70%×1×1.0×1.0×1.0
=151.2m3/min
Q采A9= Q基本·K采高·K采面长·K温
=60×2.4×1.20×70%×1×1.0×1.0×1.0
=121.0m3/min
式中：K采高取值1.0
K采面长取值1.0
K温取值1.0
B、按工作面温度选择适宜的风速计算采面需风量见表4-3。
表4-3 按工作面温度选择适宜的风速进行计算采煤工作面需风量
采面名称
采煤工作面风速V采（m/s）
采面平均断面积S采（m2）
按工作面温度选择适宜的风速进行计算的采面需风量（m3/min）
A9
1.0
3.6
216
A9
1.0
2.9
174
说明：计算公式Q采=60V采·S采。
C、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算采面需要风量见表4-4。
表4-4 按回采工作面同时作业人数和炸药量计算采煤工作面需风量
采面名称
工作面最多人数N（人）
一次爆破炸药
最大用量A（m2）
按回采工作面同时作业人数/炸药量计算的采面需风量（m3/min）
A9
9
6.0
36/150
A11
9
6.0
36/150
说明：①计算公式Q采>4N（m3/min） Q采>25A（m3/min）
②使用销酸铵炸药的矿井按照公式计算以炸药量为基础的需要风量，使用乳化炸药的矿井可以不进行此步计算。
D、按风速进行验算
经计算，按工作面温度选择适宜风速时工作面需风量最大，Q采A9为216m3/min，Q采A11为174m3/min，下面进行验算见表4-5。：
表4-5 按风速验算采煤工作面需风量
采面名称
采面平均断面积S（m2）
按风速验算采面风量，是否符合下式要求？
A9采煤工作面
3.6
符合要求
A11采煤工作面
2.9
符合要求
说明：计算公式60×0.25S<Q采<60×4S（m3/min）
E、矿井无备用工作面
综上所述，采面需风量：Q采A9为216m3/min；Q采A11为174m3/min。
（2）掘进工作面需要风量计算（取最大值）
A、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算掘进需风量见表4-6。

表4-6 按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算掘进面需风量
掘进面名称
掘进面回风巷CH4平均浓度（%）
掘进面回风巷CO2平均浓度（%）
掘进面回风巷平均风量（m3/min）
观测月日最大CH4绝对涌出量（m3/min）
观测月日平均CH4绝对涌出量（m3/min）
需风 量Q采（m3/min）
（1）
（2）
（3）
（4）
（5）
（6）
（7）
+XXmA11回风顺槽

0.1

135
0.30
0.08
50.6
+XXmA11运输顺槽

0.1

135
0.34
0.10
45.9
+XXmA11西回风顺槽

0.1

135
0.28
0.07
54.0
+310mA11西运输顺槽

0.1

135
0.32
0.09
48.0
说明：①计算公式为Q掘=100·q掘·KCH4（m3/min），
其中q掘（掘进工作面回风瓦斯平均绝对涌出量）=（2）×（4），m3/min；K掘通=（5/6）。
②计算回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量q采、采面瓦斯涌出不均衡通风系数KCH4。
B、按局部通风机实际吸风量计算需风量见表4-7。
表4-7 按局部通风机实际吸风量计算掘进面需风量
掘进面名称
岩性
局扇型号及功率
/kW
局扇实际吸风量（m3/min）
掘进面同时通风的局扇台数Ii（台）
掘进面需风量Q掘（m3/min）
局扇处巷道断面（S）
+XXmA11回风顺槽
煤
YBT-5.5
90
1
163.5
4.9
+XXmA11运输顺槽
煤
YBT-5.5
90
1
154.5
4.3
+XXmA11西回风顺槽
煤
YBT-5.5
90
1
163.5
4.9
+310mA11西运输顺槽
煤
YBT-5.5
90
1
154.5
4.3
计算公式：岩巷掘进Q掘=Q扇·Ii+60×0.25s（m3/min）
C、按掘进面同时作业人数和炸药量计算掘进面需风量见表4-8。

表4-8 按掘进面同时作业人数和一次炸药消耗量计算掘进面需风量
掘进面名称
掘进面最多人数N（人）
一次炸药消耗量
（kg）
人（m3/min）
炸药（m3/min）
+XXmA11回风顺槽
7
3.0
28
75
+XXmA11运输顺槽
7
3.0
28
75
+XXmA11西回风顺槽
7
3.0
28
75
+310mA11西运输顺槽
7
3.0
28
75
说明：①计算公式Q掘>4N（m3/min） Q掘>25A（m3/min）
②使用销酸铵炸药的矿井按照公式计算以炸药量为基础的需要风量，使用乳化炸药的矿井可以不进行此步计算。
D、按风速进行验算
根据以上计算，煤巷掘进工作面最大需风量是按局部通风机实际吸风量计算时最大。下面进行验算：
a、回风顺槽掘进面
60×4S> Q煤掘>60×0.25S
1080>163.5>54
符合要求。
b、运输顺槽掘进面
60×4S> Q煤掘>60