城口县排山煤业有限公司建设工程

竣工试运行总结报告

呈报单位：城口县排山煤业有限公司阳光煤矿

二〇##年六月三十日

城口县排山煤业有限公司阳光煤矿

建设工程竣工试运行总结报告

一、前言

城口县排山煤业有限公司阳光煤矿（以下简称阳光煤矿）原名城口县阳光煤业有限责任公司，隶属城口县明中乡。原城口县阳光煤业有限责任公司所属的城口县杨家沟煤厂1井煤炭资源已开采完毕，经城口县国土资源和房屋管理局初审同意，原城口县阳光煤业有限责任公司（阳光煤矿）申请在城口县桃园乡金寨村（城口县竞发煤矿东侧）增划煤炭资源。受阳光煤矿的委托，重庆市地质矿产勘查开发公司205地质队对该矿展开地质检测工作，于20##年1月提交了《重庆市城口县阳光煤业有限责任公司划定矿区范围申请报告（改扩建）》。经重庆市煤炭工业局渝煤规发[2004]287号文件批准立项。为有效合理利用资源，达到依法办矿、正规生产、安全稳定、讲究效益的目的，我矿20##年特委托中煤国际工程集团重庆设计研究院编制完善了矿井的《开采方案设计》和《安全专篇》，设计生产能力60kt/a，并通过专家及相关部门评审备案，分别经重庆市煤炭工业局（渝煤规发[2004]334号）和重庆市煤矿安全监察局万州办事处（渝煤安监万办[2004]160号）批复。按照重庆市人民政府《关于实施煤矿整合的通知》（渝府发[2007]128号）的要求。重庆城口县阳光煤业有限公司阳光煤矿作为保留矿井参与整合，整合后属城口县排山煤业有限公司。经城口县工商行政管理局《企业（字号）名称预先核准通知书，渝名称预先核准字[城工商]2012第000004号》，更名为重庆城口县排山煤业有限公司阳光煤矿，以下简称阳光煤矿）

矿井始建于20##年，近年来一直处于井建阶段，矿井在建设期间发现煤层赋存与实际情况不相符合，且原设计不能达到现行国家法律法规要求，矿井无法通过原设计达到竣工验收标准，20##年2月我矿委托重庆市能源投资集团科技有限责任公司进行了《城口县排山煤业有限公司阳光煤矿初步设计（变更）说明书》和《城口县排山煤业有限公司阳光煤矿初步设计（变更）安全专篇》的编制，20##年6月完成了编制工作并经重庆市煤炭工业管理局和重庆市煤矿安全监察局审查批复。

经过近年来通过对照矿井《开采设计》、《安全专篇》（变更）进行施工。施工中，严格遵照设计中矿井通风、提升运输、电器、防瓦斯、防治水、防灭火、防尘和防顶板等的安全设计布置，同时结合矿井实际和煤矿法律、法规、标准的要求，基本完成了矿井建设工程和安全设施安装，主扇选用FBCZ№13/55轴流式2台，安装了完成了矿井防雷设施、KJ90N（A）瓦斯监测监控系统、KJ251人员定位系统、SW2000D煤矿通讯调度系统、压风自救系统、防尘供水系统和紧急避险系统（永久避难硐室）等。

整个建设工程的施工，于20##年5月份完工，从5月至6月进行了采掘、运输、排水、供电、行人、通风等系统的联合试运行。通过近40天的试运行，表明生产能力可达6万t／a，采掘、通风、供电、排水、防尘、运输等系统完全满足生产安全的需要。

二、概述

（一）矿区位置与交通

阳光煤矿位于城口县城南东158°方向，直距18.5km，行政区划属城口县明中乡金池村所辖。矿区位置地理坐标东经108°47′39″～108°49′40″、北纬31°46′32″～31°45′29″。

主井口坐标: X=3515531.402,Y=36574571.450,Z=+1348.503m

风井坐标：X=3515805.535，Y=36574731.602，Z=+1487.633m

矿山与外界有公路相通，至城口县城约49km，至开县约150km，至四川省万源市的关渡火车站90km，交通较方便

（二）企业性质

矿井属私营股份企业，隶属于城口县煤炭管理局。

（三）建设竣工投产后矿井现状简述

1、外部环境

矿井无矿界纠纷，交通便利；其开采对环境的影响不大；通信、供水、土地征用、工业广场（澡堂、伙食团、机修间、办公楼、木工房、宿舍、库房、矸石山、煤坪等）布置合理，保证开采安全的外部环境功能完善。

2、开拓与开采

矿井采用平硐开拓，中央并列式通风，主采煤层为K2，采用单翼布置回采，运输大巷布置在K2煤层顶板板灰岩岩层中，利用反石门揭穿K2煤层，采煤方法为走向长壁式采煤法，采区前进式，工作面区内后退式开采，工作面落煤方式为炮采，工作面支护为木支柱支护顶板，顶板管理方法为绶慢下沉和局部充填。生产水平标高+1450m一个回采工作面，即1101回采工作面，有一采区1102煤层运输巷掘进工作面、一采区1102煤层回风巷掘进工作面、+1500m岩石掘进工作面，共三个掘进工作面。矿井工作方式为“三八”制即两采一准作业，正常连续回采时有一个采煤工作面和三个掘进工作面工作，矿井通过平硐水沟自流排水，运输大巷采用机车运输。

3、安全设施与装备(见附表)

4、安全管理与安全教育培训

（1）安全机构及专职安全员

矿井设有安全管理领导小组及安全管理领导机构。下设有安监科、通风科、生技科、机电科、调度室，采煤队、通风队、掘进队、机运队、通风队，地面后勤设有办公室、财务科、供销科、基建科、保卫科。配有矿级领导5人、安监科长1名、通风科长1名、生技科长1名、机电科长1名、调度室主任1名、采煤队长1人、通风队队长1名，掘进队长1人、 运输队长1人、机电队长1人、专职安全8名、专职瓦斯检查员8名。具体负责全矿采、掘、运、机、通、防瓦斯、防煤尘、防火、防顶板等管理工作。

（2）规章制度、责任制

矿井规章制度健全、责任制度落实到位，确保现场安全监督到位。

（3）操作规程、作业规程

矿井建立健全了各工种技术操作规程、采掘作业规程，并经从业人员学习考试合格后签字上岗。

（4）安全教育与培训

矿长、副矿长、井下科队长等人员均经重庆煤矿安全监察局培训，具备安全管理知识和能力，具备任职或操作资格；特殊工种人员经三级煤矿安全技术培训中心培训合格，从业人员经城口县四级培训中心培训合格，合格率100%。确保工人掌握必要的安全知识，抗灾、防灾能力。

5、瓦斯

根据20##年度瓦斯等级鉴定结果，本矿为低瓦斯矿井。矿井相对瓦斯涌出量8.81m³/t，矿井绝对瓦斯涌出量0.74m³/min，矿井二氧化碳绝对涌出量0.37 m³/min，矿井相对二氧化碳涌出量4.4m/t。

6、煤尘爆炸危险性、自燃倾向性

根据20##年重庆市煤炭质量监督检验站重庆地质矿产研究院对本矿K2煤层煤尘爆炸性、自燃倾向性等级进行鉴定， K₂煤层有爆炸危险性，自燃倾向性等级鉴定为二类，属自燃煤层。在生产过程中，矿井必须按规定采取防尘、降尘措施，防止煤尘堆积和飞扬，保障矿井与职工的身体健康和生命安全。

（四）、开拓与开采

1、水平阶段的划分

矿井开采范围是+1350～+1700m，开拓方式为平硐开拓。矿井共划分为一个水平，即+1350m水平，在+1500m标高设立辅助水平，以开采上阶段资源。首采工作面水平为+1450m～+1500m。

2、开拓方式

井田走向长约2900m煤层平均倾角39°。现开采+1350m～+1500m水平，倾斜长度约为240m。矿井开拓方式为平硐开拓。首采工作面开采标高位于+1450m～+1500m，工作面垂高为50 m，煤层倾角39°，工作面倾斜长度为90m。在+1450水平沿K2煤层布置工作面运输大巷、在+1500m水平K2煤层布置工作面回风巷。

3、主要开拓准备回采巷道技术参数为：

（1）、井筒

1）+1350m平硐为矿井主平硐，位于井田走向的中央，其井口坐标为X＝3515531.402，Y= 36574571.450，Z＝+1348.503m，方位角25°。井筒采用喷浆支护，圆弧拱断面，净宽2.7m，净高2.85m，净断面积6.89㎡,井筒长度为1000m。主平硐用于矿井的进风，排水，行人和材料、矸石、煤炭运输，为全矿井服务，服务年限为矿井服务年限，即5.2年。

2）+1500m回风平硐为目前矿井开采一采区时期的回风井，位于井田走向的中央，其井口坐标为X＝3515805.535，Y＝36574731.602，Z＝+1487.633m，方位角26°，该井筒采用喷浆支护，圆弧拱断面，净宽2.5m，净高2.45m，净断面积5.69㎡,井筒长度为480m。其用于矿井开采一、四、五采区时的回风和矿井的安全出口，服务年限为矿井一、四、五采区服务年限，即5.2年。

                         井筒特征表 

  若遇构造，断层或围岩较破碎地带，采用锚喷或砌碹支护。

（2）、大巷布置

在+1350m水平煤层顶板岩层平行于煤层布置岩石运输大巷；利用已形成+1500m岩石运输巷作为矿井开采下阶段资源时期的回风大巷及矿井开采上阶段资源时期的岩石集中运输巷。

（4）、井底车场及硐室：

根据阳光煤矿设计情况，井下设立变电所、消防材料库、永久避难硐室、躲身硐室和信号硐室。

1）消防材料库

设计在+1350m水平设置消防材料库，该硐室设置在+1350m水平岩石运输大巷向西约140m处，宽度为3.2 m，墙高为1.4 m，净断面为8.3 m²。

2）避难硐室

在+1350m水平主平硐以西85m处设置一永久避难硐室。硐室一道门位于运输大巷，另一道门位于人行上山下部。避难硐室入口设计采用向外开启的两道门结构。外侧第一道门采用既能抵挡一定强度冲击波，又能阻挡有毒有害气体的防护密闭门，该门设计由专业厂家定制。第二道门采用能阻挡有毒有害气体的密闭门。两道门之间为过渡室，密闭门之内为避险生存室。设计为半圆拱断面，锚喷支护，净宽度为4.0 m，墙高为1.5 m，净断面为12.28 m²，硐室净长为15 m。

三、矿井开采

一、开采顺序

1、采区划分

阳光煤矿开采二叠上统吴家坪组的K2煤层，井田走向长约2900m，将矿井划分为五个采区。矿井现开采一采区+1350～+1500m。

2、采区内区段的划分

矿井目前开采标高范围+1350m～+1500m，K2煤层单一煤层开采，一个开采水平开采。区段垂高为50m，斜长约90m。

3、开采顺序

同一采区同一区段采煤工作面实行西、东同时布置同回采。采区前进区内后退式的开采顺序，即两翼向中间回采的开采顺序，阶段开采顺序为先开采上阶段，后开采下阶段，结合矿井实际情况，首采采区确定为一采区，首采工作面确定为“1101”回采工作面。

采用采区前进式，工作面区内后退式的开采顺序。

4、首采工作面的选择

根据矿井的开拓方案和水平、采区、区段的划分方案，结合开采顺序和矿井现有巷道的布置情况，按照施工期短、投资少和建设工程对矿井相互建设不影响或影响较小的原则来安排。矿井在投产时，在一采区布置出1101回采工作面。

约2个月后，在一采区增加一个1102回采工作面，两个回采工作面投产即达到60kt/a生产能力，同时布置3个掘进工作面准备（其中达产时2个为半煤岩巷掘进工作面,1个为岩石巷道掘进工作面），以后的工作由矿井按正常生产接替来安排和布置。

二、试生产期间矿井实际生产能力是否达到或超过、小于设计生产能力

（一）全矿日产量

1、1101首采工作面日产量

试生产期间采煤工作面每天推进度L=2.00 m，实际采高m=0.5 m，实际采长b=90m，工作面落煤损失为，回采率为C=97%，煤的容重为r=1.43t/m³，则单个采煤工作面实际日产量Q_日=Lmbrc=2.00×0.5×90×1.43×0.97=124.84t。

2、掘进工作面日产量

试生产的掘进工作面半煤巷碛头，每天掘进工作面只掘进2.4m，巷道煤层倾斜宽3.1m,煤厚0.5m落煤损失为3%，掘进工作面实际出煤量为2.4×0.5×3.1×1.4×O.97=5.0t，按两个掘进工作面计算，日掘进出煤量为10.0t。

4、全矿日产量

试生产的1101采煤工作面有1个，每个采煤工作面日产原煤共计124.84t。同时试生产两个半煤巷掘进工作面，每天每个掘进工作面只掘进2.4m，巷道煤层厚度为0.5m，巷道内煤层倾斜宽度3.1m落煤损失为3%，单个掘进工作面实际出煤量为5.0t，两个掘进工作面日出煤量为10.0t。则全矿井每日总产量为： 124.84+10.0=134.84t。

（二）全矿月产量

全矿月实际生产日数及日产量

根据统计，试生产期间：20##年5月15日至20##年6月25日，实际生产日数38d，。这38天的累计产量为：5104.0t。平均日产量为：134.31t。

（三）实际生产能力是否达到或超过、小于设计产量

根据试生产40天，实际掌握的产量指标来看，平均日产134.31t，预计全年工作日数为300d，预计全年总产量为40293t，实际达产两个工作面的产量为80586 t，考虑到煤矿实际的技术水平、生产管理能力以及采掘接替等其它原因，实际达产两个工作面的产量与设计生产能力相当，说明实际生产能力满足了6万吨／a的要求。

三、采煤工艺

（一）采煤方法：根据本矿煤层赋存特征、开采技术条件以及矿井技术管理水平，采用壁式采煤法。

（二）工作面布置：沿煤层布置各大巷，当水平大巷掘进区段采区边界即可布置工作面实行后退式开采。工作面进风水平为+1350m水平、回风水平为+1500m水平。正常情况下一个采区区段水平东西各布置一个采煤工作面，共2个采煤工作面。

（三）落煤方式：工作面落煤方式为炮采。

（四）项板管理方式：工作面支护为木支柱支护顶板，排距0.8m，柱距1m，支护密度1.25根／m²。采空区顶板管理方法为绶慢下沉和局部充填。工作面初次周期来压时，一般沿煤壁靠近第二排正常支柱打密集支柱和木垛，密集支柱柱距0.4m，木垛为1*1 m。

（五）工作面运输方式：工作面煤炭采用自溜，平巷1吨标矿装载，车机车牵引运输，采区上山和主提升巷用绞车两级提升,主平洞采用机车运输运出地面。

（六）回采率：采区回采率为85%，工作面回采率为97%。

四、通风

（一）通风方式、方法

中央并列式、机械抽出式通风。

（二）通风系统：本矿通风方式为机械抽出式，通风系统为中央并列式，+1350m主平硐进风，+1500m回风平硐回风。投产工作面的新鲜风流通路线为：

新鲜风流→+1350m主平硐→+1350m水平井底车场→+1350m～+1500m矿井主暗斜井→+1450m1101工作面区段运输巷→1101工作面→+1500m1101工作面区段回风巷→+1500m岩石回风大巷→+1500m回风平硐→地面。

掘进工作面采用YBT42-2矿用隔爆型轴流式局部通风机正压通风。

（三）井下通风设施及构筑物

1、通风设施

总回风巷及其引风道设置了4道正反向风门，用于控制风流。设置了防爆门两道，提高了矿井的抗灾能力。

为了合理调节和控制风量，分别在人行上山下口等处设置了调节风窗或风门。

2、通风构筑物

在井下相关地点设置了栅栏、密闭等通风构筑物。

上述通风构筑物在试生产期间，均为调节、控制风量起了很好的作用。

（四）通风机设置情况

根据所需的风量、风压在矿井总回风井口设置风机房，安装FBCZNo13轴流式主扇通风机2台，电机功率55kW一台工作，一台备用。经风量测算，目前风机工作风量为1112m³/min。风压1410～413pa。反风设施为换向开关及反风门。反风方式采用主扇风机电机直接反转反风，经反风演习时，能在10min内实现反风要求，风量是正常风量的72%，基本符合需要。

（五）测风站

分别在主进、回风井和各水平进、回风巷建立了测风站。

（六）实际的通风参数

1、总进、回风

试生产期间，测得正常情况下的进风井的风速为3.2m／s，监测值为3.0m／s，总进风量为1149.9m³／min，回风井的风速为5.7m／s，总回风量为1292.7m³／min。回风井主扇水柱计显示值为1820pa，监控用负压传感器显示值为1.6Kpa。总回风流瓦斯浓度：检测值为0.06%，监控值为0.1%，均未超过0.75%。矿井有效风量率为91.0%，矿井漏风率为3.6%。

2、采掘工作面

试生产期间，测得试采的采煤工作面进风风速为0.87m／s，风量为250.56m³／min，回风风流中瓦斯浓度为O.08%左右，试掘的掘进工作面风速为0.7m／s，风量为158.7m³／min，回风风流中瓦斯浓度为0.06%，采掘工作面总用风量为970m³／min，占矿井总进风量的84.3%。说明风量分配与调节合理、完全满足生产需要。

3、反风效果

试生产期间，20##年5月，进行了反风效果检验。有如下参数：风流反向流动时间为8.00min，小于10min，反风后主平硐测风站风速为3.1m／s，出风量为1525m³／min，瓦斯浓度为0.04%；回风井测风站风速为6.39m／s，进风量为1540m³／min，瓦斯浓度为0.00%。说明反风量大于正常供风量的89%，符合《规程》规定，满足反风要求。

通过上述通风测量和试生产实际供风的效果来看，说明该通风系统是合理的、可靠的，而且主扇也在安全区运转，能满足正常生产和系统抗灾的需要。

五、排水

矿井排水通过各水平、区段巷道水沟经自流引入+1350m主平硐和+1500m回风平硐自流出地面。

试生产期间，矿井正常涌水量为11.8m³／h，最大涌水量为16.2m³／h。矿井各平硐水沟完全能保证矿井正常排水。

六、运输

采煤工作面的原煤采用矿车运至溜煤眼再经装车运输至运输大巷车场、掘进工作面的煤矸采用矿车运至大巷车场，由机车运输经主平硐运至地面煤坪或矸石山。

采掘用原材料与原煤矸石的运输路线相反，上部区段的材料经人行上山运至工作地点。

1、固定运输设施

轨型：主平硐、运输大巷采用15kg／m、采区水平巷用11kg／m，轨距600mm， 0.8t固定U型矿车。

2、机械运输设备

   采用0.8t固定U型矿车，主平硐采用CCG5.0/600FB型煤矿防爆柴油机车进行运输。

七、监控系统

监控系统采用重庆煤科院生产的KJ90NA型煤矿监控系统。在井下各机电硐室安设温度传感器、甲烷传感器；在掘进工作面、采煤工作面、回风巷中安设甲烷传感器；在掘进局扇及主扇风机处开停传感器；在总回风平硐风门处安设风门开关传感器；在总回风巷各安设一个一氧化碳、风速传感器、甲烷传感器、负压传感器。

监控系统在试运转期间运转正常，确保了实际监控井下通风、瓦斯、设备开停状态，为安全生产提供决策依据。

八、供电

试生产期间，全矿井上投入运转的设备及功率为：22m³空压机132KW，主扇风机55KW、机修15KW、地面调料缆车11.4KW、料锯5.5KW共计218.9KW；井下投入运转的设备及功率为：局扇5.5KW×3、电煤钻、信号、照明15KW，共31.5KW。电缆、开关等供电设施、设备正常。备用电源能同时满足通风等安全的需要。严格按照《煤矿安全规程》的规定设置“三大”保护、防雷保护等。

九、防尘

试生产期间，利用+1535m地面防尘水池通过Ф108×4防尘水管送往井下的水源对采煤工作面下装煤点、掘进工作面对产尘地点进行喷雾洒水降尘。同时要求工人必须配戴防尘口罩，对防尘、降尘起到了良好的作用。

十、防灭火

试生产期间，各硐室和重点地方配有消防器材,严格控制火源，对电器设备接地、防雷保护，严格按操作规程操作，未有一起火灾事故。

十一、通信及信号照明

现已安装SW2000D调度通讯平台，配置了录音电话等设备，在采掘工作面、井底车场、风机房、配电房、调度室等重要场所安设的电话进行生产调度指挥、联络。调度通讯平台与井外中国电信光缆系统并网联络，调度联络畅通。

十二、压风及压风自救系统运转情况

在地面安设有二台螺杆压风机，一台22m³，一台12m³。压风管道用φ108×4．0无钢管作为主管经主、风井安装至+1350水平，用φ50朔料管作各区段平巷支管，并设有支管及闸阀，试生产期间，供掘进工作面凿岩机、风煤钻压风和各水平及区段压风自救装置用风。经过试运行，压风系统运作良好，能保证采掘和压风自救需要。

十三、顶板控制

严格按照采掘作业规程作业。试生产期间，加强压力观测与观察，试产采煤工作面未发生一起顶板事故。现将1102煤层采煤工作面来压的情况说明如下：一般放炮落煤10个循环左右，开始初次来压，初次来压步距为16～20m左右，周期来压步距一般为15～18排支柱，15m左右。初次来压不明显，周期来压较缓和，顶板下沉，采空区充填物料受力，适合选用局部充填法管理顶板。

十四、主要技术经济指标

试生产期间主要技术经济指标表

安全设施设备统计表

                        城口县排山煤业有限公司阳光煤矿

                      二〇##年六月三十日