煤矿水平延伸联合试运转报告资料.doc

XXXXXX煤矿水平延伸联合试运转报告

XXXXXX煤矿 水平延伸

联合试运转报告

XXXXXX煤矿
二〇一六年六月

目 录

第一部分 水平延伸建设审批情况 ……………………………………01
一、简述项目审批情况…………………………………………………01
1、立项 …………………………………………………………………02
2、设计能力 ……………………………………………………………02
3、开工时间 ……………………………………………………………02
4、完成情况 ……………………………………………………………02
第二部分 水平延伸建设完成情况……………………………………02
一、开拓（准备）巷道…………………………………………………02
二、各生产系统情况……………………………………………………03
（一）、提升系统………………………………………………………03
（二）、运输系统………………………………………………………04
（三）、通风系统………………………………………………………04
（四）给排水及消防防尘系统…………………………………………09
（五）、供电系统………………………………………………………10
（六）、回采工作面……………………………………………………11
（七）、六大系统………………………………………………………11
（八）、防尘洒水………………………………………………………12
（九）、安全监测监控系统……………………………………………13
（十）、井下开拓布置…………………………………………………15
（十一）、安全设施……………………………………………………16
（十二）、地面生产系统、环境保护设施、主要工业和行政福利建筑…………………………………………………………………………17
第三部分 联合试运转…………………………………………………18
一、联合试运转的组织机构……………………………………………18
二、联合试运转的系统、范围、期限…………………………………18
三、联合试运转的测试项目、测试方法、测试机构和人员…………18
（一）回采工作面………………………………………………………18
(二)、掘进工作面…………………………………………………… 19
（三）、通风系统………………………………………………………20
（四）、提升、运输系统………………………………………………21
（五）、排水系统………………………………………………………21
（六）、供电系统………………………………………………………23
（七）、防尘系统………………………………………………………24
（八）、安全监测监控系统……………………………………………24
（九）通讯系统…………………………………………………………25
四、联合试运转的预期目标和效果……………………………………25
五、联合试运转期间产量计划与劳动组织……………………………27
六、 应急预案与安全技术措施……………………………………… 28
七、其它规定事项………………………………………………………68
第四部分 联合试运转存在问题、结论………………………………69
一、系统存在问题及处理情况…………………………………………69
二、联合试运转结论……………………………………………………69

69

第一部分 水平延伸建设审批情况
一、简述项目审批情况
1、立项
项目名称、位置、隶属关系及建设单位概况
XXXXXX煤矿水平延伸。
本项目位于东胜煤田准格尔召—新庙矿区的东南端，行政区划隶属鄂尔多斯市伊金霍洛旗纳林陶亥镇。项目隶属XXXX。
XX煤矿现为一生产矿井，设计生产能力为1.20Mt/a，煤矿证照齐全，均合法有效，采矿许可证，证号：C1500002010121120086454；安全生产许可证，编号：蒙MK安许〔2011〕K127；营业执照，编号150000000003784；井田面积为19.818km2。本矿井一水平为4-2煤层，由于4-2煤层开采完毕后接续开采下覆5-1、5-2煤层，根据国家对地方煤矿安全生产有关要求，为确保安全生产，在充分利用现有井筒、开拓巷道基础上，合理开采矿井剩余煤炭资源，提高煤炭回采率，使建设投资发挥最大的经济效益，根据生产接替，需要矿井进行二水平延深。为此提出本项目。
《内蒙古自治区东胜煤田XX煤矿生产勘探报告》；
内蒙古自治区煤炭工业局文件《关于内蒙古自治区东胜煤田XX煤矿生产勘探报告的批复》（内煤局字〔2010〕530号）;
内蒙古自治区煤田地质局153勘探队2011年12月编制的《内蒙古自治区东胜煤田准格尔召－新庙矿区XX煤矿煤炭资源储量核实报告》；
《内蒙古自治区煤炭工业局关于印发<XXXXXX煤矿建设项目（120万吨/年）竣工验收意见书>的通知》（内煤局字〔2012〕24号）；
内蒙古自治区国土资源厅关于《内蒙古自治区东胜煤田准格尔召－新庙矿区XX煤矿煤炭资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明（内国土资储备字〔2012〕83号）;
2013年内蒙古自治区煤炭工业局下发了《关于印发〈XXXXXX煤矿煤层开采设计的批复》（内煤局字〔2013〕245号）
2016年内蒙古自治区煤炭工业局下发了《关于印发〈XXXXXX煤矿煤层开采设计变更的批复》（内煤局字〔2016〕1号）
2016年内蒙古自治区煤炭工业局下发了《关于印发〈XXXXXX煤矿煤层开采设计变更补充的批复》（内煤局字〔2016〕177号）
2、设计能力：120万吨/年；
3、开工时间：2015年4月
4、完成情况：
矿井利用已有的三条井筒和三条大巷（主斜井、副斜井、回风斜井、主运大巷、辅运大巷、回风大巷）。新掘巷道为：在原有5-2煤三条大巷（主运大巷、辅运大巷、回风大巷）基础上分别按原有大巷方位延伸1319米、1746米、1274米，在延伸末端布置5-2煤首采工作面（5202综采工作面）长1350米，宽250米。

第二部分 水平延伸建设完成情况
一、开拓巷道（共计7539米）
1、井筒
矿井共延伸三条大巷，主运大巷长1319m；辅运大巷长1746m，回风大巷长1274m。
2、井底峒室
利用原有中央变电所、中央水泵房、主副水仓、井下消防材料库、新建永久避难硐室等，均按设计要求建成。
3、回采巷道
投产时首采工作面5202位于井田西北部,工作面长250m，两条顺槽长均为1350m，采高为1.4m。
二、各生产系统情况
（一）、提升运输系统
利用原有运输系统主斜井1部，运输胶带输送机型号DTL100/280kw，长1000m，带宽1.0m；主运1部胶带输送机型号DTL100/2*132kw，长1200m，带宽1.0m；，新延伸1部运输胶带输送机型号DTL100/2*132，长1300m，带宽1.0m；
（二） 、运输系统：
主运大巷安装型号为 DTL100/2×132带式输送机1台， 带宽：1000mm；运量：1000t/h；总长度1200m；运输顺槽安装DSJ100/2*200胶带输送机一台，带宽：1000mm；运量：1000t/h；总长度：L＝1350m；
另外3条掘进胶带输送机型号DSJ80/40/2×75kw。
辅助运输系统采用防爆无轨胶轮车。
（三）、通风系统
1. 通风方式
本矿井现采用中央并列式通风方式，二水平延深采用原有通风系统。
2. 通风方法
矿井通风方法为机械抽出式。
3. 通风系统
主要通风路线为：副斜井、主斜井、→5-2煤主、辅运大巷→5202综采工作面运输顺槽→回采工作面→5202综采工作面回风顺槽→5-2煤回风大巷→回风斜井→地面。
掘进工作面通风采用局部通风机压入式通风，通风机置于附近进风巷道中，通过风筒将新鲜风流压入掘进工作面，掘进工作面回风经巷道进入附近回风巷道内。
主排水泵房及其他硐室布置在进风流中，采用并联通风。井下变电所、避难硐室独立回风。
回采工作面采用“U”型通风。
矿井在主要进、回风巷之间的每个联络巷中，根据生产安全要求砌筑有永久性风墙或设置联锁的两道正向风门和两道反向风门。立交巷道设风桥。在总进风巷和总回风巷建测风站，各分风地点设测风点。用通风设施（调节风门、风窗）调整巷道进风量。
4、矿井风量、风压
1、风量计算
矿井总需风量，为各用风地点配风量的总和，再乘以风量分配不均匀系数。各用风地点包括采煤工作面、掘进工作面、机电硐室及其它用风地点。根据《煤矿安全规程》第103条的规定，各用风地点的配风标准按下列要求分别计算，并取其中最大值作为各用风地点的配风标准。
（1）按井下同时工作的最多人数计算

式中：
Q——矿井总供风量，m3/min；
N——井下同时工作的最多人数，；
K——矿井通风系数，取1.20；
4——每人每分钟供风标准，m3/min/人。
（2）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算

式中：
∑Q采——采煤工作面实际需风量总和，m3/min；
∑Q备采——备用采煤工作面实际需风量总和，m3/min；
∑Q掘——掘进工作面实际需风量总和，m3/min；
∑Q硐——独立通风硐室实际需风量总和，m3/min；
∑Q车——稀释防爆无轨胶轮车尾气实际需风量总和，m3/min；
∑Q它——除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min。
井下各生产地点所需风量分别计算：
1）采煤工作面实际需要风量
本矿井设计移交时，全矿井在5-2煤层配置1个5202综采工作面。
①按瓦斯涌出量计算
Q采=100×q采×Kc
Q采—采煤工作面实际需风量，m3/min；
q采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，0.49m3/min；
Kc—工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用系数，通常综采工作面取值为1.2～1.6，设计取值1.6。
所以，经过计算可得：Q采=79m3/min。
②按二氧化碳涌出量计算
Q采=67×q采×Kc
Q采—采煤工作面实际需风量，m3/min；
q采—采煤工作面绝对二氧化碳涌出量， 0.6m3/min；
Kc—工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用系数，通常综采工作面取值为1.2～1.6，设计取值1.6。
所以，经过计算可得：Q采=65m3/min。
③按工作面温度计算
本矿井无地温热害，井下巷道温度一般不超过15℃，综采工作面加上设备的散热，环境温度一般不超过20～23℃。
Q采=60×Vc×Sc×Ki
Vc—回采工作面适宜风速，根据工作面进风温度，对应适宜风速为1.0～1.5m/s，取值为1.4m/s；
Sc—回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，5202回采工作面取值为4.0m2；
Ki—工作面长度系数，回采工作面分别为250m，取值为1.3。
所以，经过计算可得：Q采=436.8m3/min；
④按工作人员计算
Q采=4nc
4—每人每分钟呼吸需风量4.0m3/ min；
nc—采煤工作面同时工作的最多人数，取15人。
所以，经计算Q采=60m3/min。
综上计算，取其最大值，并结合本设计的采掘装备水平，比照相邻矿井类似工作面配风标准，设计5202回采工作面配风量取值为Q采=440m3/min。
⑤按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，按采煤工作面最低风速15.0m/min，最高风速为240.0m/min的要求进行验算：
回采工作面：15Sc≤Q采≤240Sc
式中：Sc为回采工作面平均有效断面，取值为4.0m2。
经风速验算，回采工作面的风量满足风速要求。
本矿井初期布置1个滚筒采煤机综采工作面，则：∑Q采=440.0m3/ min。
2）备用回采工作面需风量
在回采工作面搬家倒面时，考虑5203备用工作面的风量，按回采工作面正常风量的50%计算。
Q备= 0.5×Q采=220.0m3/ min。
3）掘进工作面需风量计算
煤巷、半煤岩巷和岩巷独头通风掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。
①按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×kd
Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/min；
q掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量， 0.20m3/min；
kd—掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，综掘工作面取1.5。
所以，经过计算可得Q综掘=30m3/min。
②按二氧化碳涌出量计算
Q掘=67×q掘×kd
Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/min；
q掘—掘进工作面绝对二氧化碳涌出量，0.25m3/min；
kd—掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，综掘工作面取1.5。
所以，经过计算可得Q掘=26m3/min。
③按局部通风机吸风量计算
Q掘=Qf×I×Kf
式中：
Qf——大巷及顺槽掘进工作面局部通风机均为DSF-A-2-№6.0型，额定风量256～469m3/min，取320m3/min；
I —掘进工作面同时运转的局部通风机台数，设计掘进工作面布置局扇一台；
kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3，设计取值1.3。
Q掘=320×1×1.3=416m3/min
④按工作人员计算
Q掘=4nj
nj—掘进工作面同时工作的最多人数，取10人。
所以，经计算Q掘=40m3/min。
综上计算并取其最大值，设计综掘工作面配风量取值为Q综掘=420m3/min。
⑤按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，岩巷掘进工作面的风量应满足：9Sj≤Q掘≤240Sj；煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：15Sc≤Q掘≤240Sc。
式中：Sj为掘进工作面平均有效断面，取值为13.75m2。
代入验算，掘进工作面的风量均满足风速要求。
本矿井设计井下初期共配备2个顺槽综掘工作面、1个大巷综掘工作面，合计配风量∑Q掘= 3×Q综掘=1260m3/min。
4）硐室需风量
本矿井下需要独立通风的硐室仅为5-2煤井下中央变电所。
∑Q硐=180m3/min。
5）井下胶轮车供风量
本矿井辅助运输系统采用防爆无轨胶轮车，其尾气中的有害气体主要为：C02、CO、NO2等。《煤矿安全规程》规定：采掘工作面的进风流中，氧气浓度不低于20%，二氧化碳浓度不超过0.5%。有害气体的浓度不超过表4-1-3规定。防爆无轨胶轮车配置、发动机需风量详见表4-1-4。
矿井有害气体最高允许浓度
表4-1-3
名 称
最高允许浓度(%)
一氧化碳CO
0.0024
氧化氮(换算成二氧化氮NO2)
0.00025
二氧化硫SO2
0.0005
硫化氢H2S
0.00066
氨NH3
0.004
防爆无轨胶轮车配置、需风量表
表4-1-4
防爆无轨胶轮车名称
型　号
发动机功率
(kW)
车辆最多
同时运行时
数目
总功率
(kW)
防爆胶轮车（人车）
WC20R
26
2
52
防爆胶轮车
WC1.9J
32
2
64
合　计

4
116
备注：防爆无轨胶轮车风量按正常生产时同时工作的台数计算，因此不考虑支架搬运车的需风量。

井下胶轮车供风量：ΣQ胶=4×52+4×64=464m3/min
取整数值为ΣQ胶=480m3/min。
6）井下其它巷道需风量计算
井下其它巷道需风量按总风量的5%计取，需配风300m3/min。
7）确定矿井总需风量

＝（440+220＋1260＋180+480+300）×1.2
＝3456m3/min

（四）、给排水及消防防尘系统
给水引自地面1000m3生活用水水池，该水源满足饮用水标准，同时水池原有的加压泵可保证水源井下长距离输送。排水矿井在5-2煤层运输大巷与辅运大巷之间布置中央水泵房和水仓，主、副水仓有效容积1239m3；设置MD46-50×4型多级离心水泵3台，一台工作泵、一台备用泵、一台检修泵，水泵额定流量46m3/h，额定扬程200m，配用YB系列电机三台，转速2950r/min，额定功率为37kW。
两趟排水管路沿5-2煤层运输大巷和主斜井敷设至第一联络巷，然后转入副斜井，沿副斜井敷设至地面，管路采用Φ108×4mm无缝钢管。

（五）、供电系统
1)、地面供电系统：
本矿已形成双回路供电电源，分别引自崔家渠35kV变电站10kV侧不同母线段。采用LGJ-185mm2型导线架空线路，砼杆（铁塔）架设，线路长度3.8km。
根据本次设计负荷计算，同时系数取0.85后矿井最大计算有功功率约为3418kW，按经济电流密度计算，10kV供电线路截面选择为：
线路工作电流：Ij=Pjs/(√3×Ue×cosφ)
= 3418/(√3×10×0.94)
=209.9A
导线截面：S=Ij/J=209.9/1.15=182.5mm2
式 中：Ij---全矿计算电流；
Pjs---全矿计算有功负荷；
Ue---矿区变电所进线标称电压；
cosφ---全矿补偿后的功率因数；
J---钢芯铝绞线经济电流密度，取1.15。
架空线路LGJ-185mm2型钢芯铝绞线，线路载流量：I(允许)=500A
线路电压降△U%=3.418×3.8×0.295%=3.8%
本矿井现有10kV双回路供电引自崔家渠35kV变电站10kV侧不同母线段，满足本次设计要求。双回路供电电源采用分列运行方式，一回线路运行，另一回线路带电备用，当一回故障时，另一回可满足全负荷用电。
2）、井下供电系统
井下供配电电压采用10kV、3300V、1140V、660V和127V五种电压等级。
现已有两回10kV电源下井，引自地面10kV变电站10kV侧的不同母线段，采用MYJV32-8.7/10-3×120mm2型矿用电力电缆型铠装电缆，长度1.4km。
根据本次设计负荷计算，井下最大计算有功功率约为2891kW，按经济电流密度计算，10kV供电电缆截面为：
盘区计算负荷 2891kW
线路工作电流 Ij=201.4A
导线截面 S=Ij/J=89.5mm2
据此10kV电缆截面为120mm2，导线允许载流量：285A＞182.1A。线路电压降为：0.212%×1.4×2891×10-3=0.9%，符合规程规范要求。
（六）、回采工作面
安装5202综采工作面一套，ZY6800/09/18D型掩护式支架167架，ZT6800/15/30D端头支架2架，ZT12000/18/30D端尾支架2架，MG400/890-WD型采煤机一台、SGZ800/800型刮板输送机一套、SZZ764/200型转载机一套、PCM110型破碎机一台以及配套移动设备列车等，符合设计要求。
5202综采工作面运输顺槽可伸缩胶带输送机1条DSJ100/2*200，长1350m，带宽1.0m；可满足运输需求。
（七）、六大系统
1）监测监控系统：安装了KJ83N型监测监控系统，监测井下甲烷、一氧化碳、风速、负压、烟雾、温度、风门开关等环境参数，以及主扇风机运行状态和参数，矿井地面主要监测通风机房环境信息。井下主要监测回采工作面、掘进工作面、井下中央变电所、井下水泵房、总回风巷等处的环境参数及工矿信息。
2） 安装了KJ236-D型人员定位系统，分站9台.实现了矿井的自动化考勤和井下人员定位。
3）通讯系统
在矿调度室安装容量120门的矿用数字程控调度机一台，行政、调度合一。地面通信电缆采用HYA-0.4型市话通信电缆，敷设方式采用电缆沟敷设方式，至风井场地等偏远地点采用电杆架设方式。
在井下中央变电所、中央水泵房、各皮带头转载点、永久避难硐室、临时避难硐室及各采掘工作面；需要增加时可随时增加。下井电缆两回，沿主井井筒敷设。井下分机选用KTH-111本安型电话机。试生产期间矿井通讯调度系统运行正常，矿办公室、矿灯房、10kv变电所、副井口、主井口房、通风机值班室、热风锅炉房、机修车间，主排水泵房、井下变电所、回采工作面、掘进工作面、各运输机头调度电话机通讯畅通。
4）、压风系统
地面设空压机房，选用LGH-20/7G型空压机2台，1台工作，1台备用，排气量为20m3/min，排气压力为0.7MPa，功率110kW，电压380V。入井主管路为φ108无缝钢管。
5）、供水系统
供水自救系统采用地面1000m3的高位蓄水池，通过供水管路向井下各主要巷道及工作面供水自救装置连接 。
井下消防用水和生产用水直接由地面高位水池经主井进入井下供水管网系统。消防用水每100米接有专用阀门和三通。
6）、紧急避险系统
矿井建设一个永久避难硐室（原有）和两个临时避难硐室，共计可容纳规模120人。可以满足井下生产人数最多时的避灾。
（八）、防尘洒水
井下防尘洒水采用合流制系统，水源来自地面净水站清水池，井下洒水管道由主井下至井底，经大巷再送到各用水点使用。井下洒水管路采用枝状管网布置，管道敷设用支架架设在巷道侧壁上。
在井下中央变电所、移变、各皮带机头、机尾、采掘工作面及输送机装卸载处分别设置洒水器。掘进机、综采机组实施内外喷雾，并在回风顺槽靠近出口和距工作面50m内、胶带输送机大巷、回风大巷、主井进风大巷等处均设置一道风流净化水幕。除以上外，设计对各条巷道根据不同用途及性质分别每隔50m-100m设置三通管一个，平时用于冲洗巷道。
井下的防尘、洒水管路系统完善，各运输转载点喷雾洒水灭尘设施完善，运行正常灭尘效果较好。
巷道水幕、巷道隔爆水棚设置到位，水量满足设计要求，巷道内基本无集尘。
（九）、安全监测监控系统
1）监测监控
安装了KJ83N型监测监控系统，监测井下甲烷、一氧化碳、风速、负压、烟雾、温度、风门开关等环境参数，以及主扇风机运行状态和参数，矿井地面主要监测通风机房环境信息。井下主要监测回采工作面、掘进工作面、井下中央变电所、井下水泵房、总回风巷等处的环境参数及工矿信息。
2）分站
地面通风机房、回风总排、中央变电所、中央水泵房、永久避难硐室、采掘工作面临时避难硐室、综采工作面、掘进工作面等处共设分站22个。分站安装在附近机电硐室，无机电硐室吊挂在巷道壁有动力电源的地方。
3）传感器布置
在综采工作面上隅角设瓦斯传感器1个，一氧化碳传感器1个，温度传感器1个。当工作面上隅角瓦斯浓度达到以下数值时，分别进行报警、断电、复电。
大于等于1.0%CH4报警，大于等于1.5%CH4 断电 ，小于1.0%CH4复电。
在综采工作面设瓦斯传感器1个，一氧化碳传感器1个。当工作面瓦斯浓度达到以下数值时，分别进行报警、断电、复电。
大于等于1.0%CH4报警，大于等于1.5%CH4 断电 ，小于1.0%CH4复电。
在综采工作面距5202回风顺槽口15m处，设瓦斯传感器1个，一氧化碳传感器1个。当5102回风顺槽瓦斯浓度达到以下数值时，分别进行报警、断电、复电。
大于等于1.0%CH4报警、断电 ，小于1.0%CH4复电。
断电范围：工作面及其5202回风顺槽内全部非本质安全型电气设备。
在综采工作面5202回风顺槽临时避难硐室，设瓦斯传感器2个、二氧化碳传感器2个、氧气传感器2个、温度传感器1个、一氧化碳传感器2个。
在综采工作面5202运输顺槽临时避难硐室，设瓦斯传感器2个、二氧化碳传感器2个、氧气传感器2个、温度传感器1个、一氧化碳传感器2个。
在掘进工作面设有瓦斯、一氧化碳传感器各1个，在掘进工作面进风处设有局扇开停传感器，在掘进工作面回风巷设一氧化碳、瓦斯、风速传感器各1个，当掘进工作面瓦斯浓度达到以下值时,分别进行报警、断电、复电。
大于等于1.0%CH4报警，大于等于1.5%CH4断电，小于1.0%CH4 复电断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。矿井现设置3个掘进工作面，掘进工作面增加时按以上设置数量增加分站与传感器数量。
永久避难硐室利用井下已有的，具体位置位于井底中央变电所东侧约240m附近，5-2煤辅运大巷与运输大巷之间，距主井落平点约1.0km。永久避难硐室的容纳规模为70人，设瓦斯传感器2个、二氧化碳传感器2个、氧气传感器2个、温度传感器1个、一氧化碳传感器2个。
风井工业场地设主扇开停及馈电传感器各2个，在回风井主扇风硐内设风速及负压传感器各1个。
在总排回风巷的测风站内设有瓦斯、风速、一氧化碳及温度传感器各1个。
共布置各种类型的传感器共计124个，布置在需要监测环境参数或工况参数的地方。

4）安装了KJ110N型综采工作面矿压监测系统，32台顶板监测传感器，16个支架被监测。另外，对上下顺槽顶板进行实时监控，完全能够满足生产需要。试生产期间系统能够对主要生产设备运行状态和瓦斯、一氧化碳、风速等连续监测，各工作地点传感器工作正常，监测数据能够传输到地面调度中心，发生有害气体超限现象时，及时采取措施进行了处理。
（十）、井下开拓布置
井下布置延伸三条大巷；主运大巷、辅运大巷和回风大巷，采用南北两侧布置工作面开采。开采顺序为后退式，工作面亦为后退式开采。
1）井筒
井筒数目及用途
根据水平延伸方案，水平延伸移交生产及达产时共布置三条大巷。
2）各井筒用途分述如下：
主运大巷：担负全矿井煤炭提升任务，兼做进风井。
辅运大巷：担负全矿井的辅助运输任务，兼做进风井和安全出口。
回风大巷：担负二水平的回风和安全出口。
3）硐室
井下原有中央变电所、中央水泵房、主副水仓、井下消防材料库、永久避难硐室等硐室；主副水仓平行布置。
（十一）、安全设施
1）皮带急停保护、防跑偏装置、堆煤保护、烟雾保护及转载喷雾等安设齐全。
2）各工作面、回风巷、硐室安设各类传感器。
3）井下风门（正反）、挡风墙等通风设施安全可靠。
4）主要巷道安设隔爆水袋水量不小于400L/m2,其它巷道隔爆水袋水量不小于200L/m2
5）井下各掘进工作在配备YBDZ-5.5探水工具。
6)采煤机、掘进机内外喷雾符合《煤矿安全规程》要求。
7）矿井配备两个辅助小队，装备处于战备状态；并与鄂尔多斯市救护队签定了救护协议。
8）配备足够的专业瓦斯检查员，及有害气体检测设备。
9）井下电气设备严格按《煤矿安全规程》要求，保护接地；地面变电室、调度室设有防雷设施并每年进行一次检测检验。
10）井下防灭火配有以黄泥灌浆为主，喷射阻化剂为辅，设有JSG-8型矿井束管监测的防灭火系统。对工作面采空区及已封闭采空区进行了预防性防灭火，并对这些地点进行了间断性防灭火监测。
安全设施均按相关要求及行业标准进行安装，并符合安全专篇设计要求。
第三部分 联合试运转
一、联合试运转的组织机构
为了把联合试运转搞好，矿井成立了联合试运转领导小组。
1、领导小组
组 长：杨继伟（矿长）；
副组长：王瑞启（安全副矿长） 张 东（总工程师）
刚绪全（生产副矿长） 车立君（机电副矿长）
组 员：张飞 翟永亮 王明 张宁 李建军 石春秋 张磊 耿永顺 杨菊才 苏玉喜 张曲曲 李东东 张 宪 温彦云 王乐 贺飞 彭晓智
二、联合试运转的系统、范围、期限
1、系统：采、掘进工作面
通风系统
供电系统
运输提升系统
供排水系统
通讯系统
防尘系统
监测、监控系统
2、范围：全矿井
3、期限：六个月
三、联合试运转的测试项目、测试方法、测试机构和人员
 (一)、回采工作面 
1、回采工作面测试项目 
①、工作面回采工艺是否达到《作业规程》的要求，是否符合《煤矿安全规程》规定。 
②、回采工作面顶板管理工作是否符合要求，回采工作面顶板初期来压和周期来压的步距。 
③、回采工艺各工序的衔接是否合理。 
④、回采工作面使用机具是否正常，是否符合规定要求。 
⑤、回采工作面生产能力是否达到设计要求。
  2、回采工作面测试方法 
①、每班记录回采工作面各工序的进度情况，记录每班工作量，汇总每天产量，每旬小计，每月合计。计算产量是否达到设计的生产能力。 
②、每班记录好回采工作面机具使用情况、运转情况等。
③、认真记录好采面顶板初期来压和周期来压的步距。
④、每旬、每月、每季度、年度按采面实际推进进度，在采掘工程平面图上填图，标注采面实际推进位置与采面剩余长度等。 
3、回采工作面测试机构和人员 
①、生产科负责组织安排各班次跟班管理人员现场做好记录 
②、生产科负责每天、每旬、每月对采面的生产情况进行汇总
(二)、掘进工作面 
1、5-2煤主运大巷、5-2煤辅运大巷、5-2煤回风大巷。
①、各掘进工作面是否达到《作业规程》要求，是否符合《煤矿安全规程》规定要求。 
②、掘进工艺各工序之间的衔接是否合理。掘进工作面使用的机具是否正常，是否符合规定要求。 
③、掘进工作面的掘进速度是否达到设计要求。 
2、掘进工作面测试方法 
①、每班分别记录巷掘进工作面各工序的进度情况（包括支护）和掘进机具使用情况。 
②、分别记录掘进工作面的进尺情况。
 3、掘进工作面测试机构和人员 
①、生产科负责组织安排各班次跟班管理人员现场做好记录，负责记录各掘进工作面每班的进尺情况及工程质量情况。
（三）、通风系统
 测试项目 
1、测定矿井主要通风机现运转时的风量，在生产能力达到设计要求时配风情况是否满足各采掘工作地点用风需要，能否有效地排除、稀释有害气体及粉尘，保证供给新鲜风，风量满足规程规定，风速合理，控制粉尘飞扬。 
2、进行一次全矿井反风演习，检验通风系统是否稳定可靠。 
测试方法 
1、坚持做好瓦斯的正常检查、管理工作，分析了解瓦斯超限或异常的原因及运用正确的方法处理瓦斯超限。 
2、坚持每旬对各测风点进行测风，熟知各用风地点风量的配备及变化情况。  
3、进行矿井反风演习，检验通风系统的稳定性、可靠性。 
安通科负责组织安排人员对全矿井的通风状况进行管理和测试 
（四）、提升、运输系统
测试项目 
1、测定皮带机的安全性、可靠性及各种安全保护装置的灵敏度、可靠性。 
2、测定提升系统是否满足运煤、排矸要求。 
3、测定提升系统安全装置的可靠性。 
测试方法 
1、认真记录主提升设备的预防性计划维修情况。具体包括：日检、周检、月检日常维护保养内容及范围以及小修、中修、大修的检修周期（日期）、检修内容及检修标准等预防性计划维修的内容及范围。 
2、记录皮带运行中的安全情况，是否出现异常情况等。
3、记录、统计正常回采班出煤运行时间。 
4、记录、统计每班运煤时间与回采工艺循环时间的比例。 
5、统计每月采面正规循环与非正规生产、整修的比例及时间。
测试机构由矿调度室负责组织、协调，生产科、机电科、安通科组织人员参与测试工作。 
（五）、排水系统 
测试项目 
1、测试矿井正常涌水量与矿井最大涌水量。
 2、测试地表水渗水量。 
3、测试水仓的有效容量是否能容纳矿井8h的最大涌水量。
 4、测试工作水泵的排水能力是否符合《煤矿安全规程》规定要求。
 5、测试工作水泵和备用水泵的联合工作能力及工作状况，进行一次水泵联合运转试验，测试排水系统是否满足矿井最大涌水量的需求。
测试方法 :
1、记录水泵工作运转状况，以及维护保养情况。
 2、记录工作水泵启动运转后每小时水仓容量下降值。
 3、记录矿井正常涌水量。 
4、记录测试矿井最大涌水量（下雨后第二天至第五天连续测试矿井涌水量，取雨后测试涌水量最大值为矿井最大涌水量。并与正常涌水量进行对比分析，雨后测试数值与平时测试数值之差即为地表渗水量）。
5、记录测试矿井最大涌水量时水仓水位每小时上涨的高度。测算时水泵应停止工作。 
6、记录测试工作水泵和备用水泵联合工作时水泵运转状况以及水泵联合运转试验时水仓水位下降值。 
测试机构 ：由生产科、机电科分工协作负责完成测试记录等工作。 
1、生产科负责测试矿井正常涌水量、最大涌水量、地表渗水量等工作。 
 2、机电科负责测试水泵运转状况，水泵联合运转状况、水仓水位变化值等。 
（六）供电系统
测试方法 
1、记录两回路供电时电气设备运行情况。 
2、用钳形表检测并记录输出功率是否超过变压器及开关允许值范围。 
3、检测电缆及开关的绝缘值是否符合有关规定及要求。 
4、直观检查供电电缆是否有发热现象。 
5、每班对所有接地连接导线、接地母线、接地极、电缆的接地芯线等保护接地部件进行检查，并记录。每季度对主接地极要提出来检查一次，并由专人负责测定一次接地网电阻值，测定结果记入专用的记录簿内。 
6、每天专人负责对检漏装置的运行情况进行一次检查和跳闸试验，并有记录。检查试验记录内容应符合要求，检漏装置的外观、防爆性能是否完好，欧姆表的指示数值是否正常。 
7、检定井下电力网的短路电流，不得超过其控制用的断路器在井下使用的开断能力，并校验电缆的热稳定性。 
8、检查低压电网过流保护装置的整流值是否正确、灵敏度是否符合规定要求、动作是否灵敏可靠。 
测试机构 
（七）、防尘系统 
测试项目 ：
1、测试回采工作面回风流中的粉尘含量。
 2、测试掘进工作面粉尘含量。 
3、测试各转载点的粉尘含量。 
测试方法： 
1、使用滤膜采样法检测回采工作面、掘进工作面及各运煤转载点的粉尘含量。 
2、记录检查各防尘水幕的喷雾降尘情况。 
3、连续15天，每天对防尘系统运行前后回风巷道内的粉尘含量做一次测试。 
测试机构  
（八）、安全监测监控系统 
测试项目 
1、测试矿井安全监测监控系统中心站实时监控全部采掘工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态。 
2、测试甲烷传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围是否符合《煤矿安全规程》之规定。 
3、测试矿井主要通风机、局部通风机开停传感器，主要风门开关传感器，被控设备开关负荷侧设置的馈电状态传感器。 
测试方法 ：
1、每天必须检查安全监测监控系统设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员。 
2、矿井安全监测监控系统的监测日报表必须报矿长和技术负责人审阅。 
3、检查、记录采掘工作面甲烷传感器和其他各类传感器设置位置是否符合《煤矿安全规程》规定。
（九）通讯系统 
变电所、采掘工作面等主要工作地点的电话设置及通讯质量状况。 
测试方法 
1、每班分别对井下各工作地点设置的电话和地面各工作场地设置的电话进行一次通讯检查。 
2、每天对电话线路的吊挂安装状况作一次巡查。
四、联合试运转的预期目标和