一井区泥炭开采初步设计安全专篇(泥炭)

目录第一章概况6第一节矿区开发情况6第二节编制设计依据6第三节建设单位基本情况8第四节设计概况11第二章矿井开拓开采19第一节矿层埋藏及开采条件19第二节矿井主要灾害及安全条件24第三节矿井开拓系统28第四节采区巷道布置30第五节顶板及冲击地压31第六节爆破材料库33第三章瓦斯灾害防治34第一节瓦斯34第二节防爆措施34第三节隔爆措施44第四章矿井通风46第一节概况46第二节矿井通风47第三节降温措施60第五章粉尘灾害防治61第一节粉尘61第二节防尘措施63第三节地面生产系统防尘67第四节粉尘检测仪器仪表67第六章矿井防灭火69第一节概况69第二节井下外因火灾的防治69第七章矿井防治水75第一节矿井水文安全条件分析75第二节矿井防治水措施75第三节井下防治水安全设施80第八章电气安全82第一节矿井电源82第二节地面配电所83第三节井下供配电85第四节井下电气事故原因分析及其防范技术措施87第八章提升、运输、空气压缩设备93第一节提升设备93第二节运输设备94第三节空气压缩机97第十章矿井六大系统99第一节安全监测监控系统99第二节人员定位系统110第三节压风自救系统114第四节井下避险系统117第五节供水施救系统119第六节通讯联络系统120第十一章矿山救援、保健与安全培训128第一节矿山救援128第二节矿山保健130第三节劳动定员130第三节安全培训131附图目录顺序图名比例尺1内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿地形地质图150002内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿水文地质图150003猴头沟矿区炭质泥岩矿地层综合柱状图110004猴头沟矿区炭质泥岩矿岩层对比图12005猴头沟矿区炭质泥岩矿一井2矿层底板等高线及资源储量估算水平投影图120006猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区井上下对照图120007猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区开拓系统平面布置图120008猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区开拓系统BB剖面图110009猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区通风系统平面图1200010猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区避灾路线图1200011猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区综合管网布置图1200012猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区采区机械配备图1200013猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区供电系统图14猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区井下机电设备配备图1200015猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区安全监控系统布置图16猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区安全监控系统及人员定位配框图17猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区安全通讯系统图18猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区工业场地平面图150019巷道断面图册150附件目录1、赤峰永合矿业有限责任公司营业执照2、赤峰永合矿业有限责任公司采矿许可证3、赤峰永合矿业有限责任公司4、内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩详查报告5、关于内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿详查矿产资源储量评审备案证明”（内国土资储备字20121号）6、供电协议7、关于准予赤峰永合矿业有限责任公司猴头沟矿区炭质泥岩矿30104T/A地下开采工程项目备案的通知；8、设计委托书第一章概况第一节矿区开发情况内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿一井区位于内蒙古自治区赤峰市南西35KM处，隶属于赤峰永合矿业有限责任公司。赤峰永合矿业有限责任公司，成立于2006年3月，主营陶土、炭质泥岩开采销售。2008年7月21日申办了由内蒙古自治区国土资源厅颁发的内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟炭质泥岩普查许可证证号T15120080701012306，面积1274KM2，有效期限2008年7月21日至2010年7月21日。赤峰永合矿业有限责任公司施工的6个钻孔，钻探、测井、9个地质观测点、6个探井编录资料，18个样品测试成果。15000地形地质图等资料交给内蒙古自治区104勘探队，并委托对其许可证范围内，进行炭质泥岩勘查报告编制工作。104勘探队2011年编制了内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩详查报告，内蒙古矿业开发有限责任公司2011年10月编制了内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿矿产资源开发利用方案。2012年1月11日内蒙古自治区国土资源厅颁发了“关于内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿详查矿产资源储量评审备案证明”（内国土资储备字20121号）。猴头沟矿区炭质泥岩矿共划分为四个井区开采，其中一井区生产能力为6万吨/年。第二节编制设计依据1、营业执照注册号150404000002255；2、采矿许可证证号C1504002012126110128627；3、内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩详查报告；4、内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿矿产资源开发利用方案；5、关于内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿详查矿产资源储量评审备案证明（内国土资储备字20121号）；6、内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿可行性研究报告；7、煤炭工业矿井设计规范GB5021520115；8、采矿工程设计手册；9、煤矿安全规程2010年版；10、国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知国A201023号；11、国家安全监管总局国家煤矿安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知，安监总煤装2010146号；12、国家安全监督总局国家煤矿安监局关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知，安监总煤装201115号；13、国家安全监督总局国家煤矿安监局关于印发煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范试行，安监总煤装201133号；14、国家煤矿安全监察局煤矿井下避难所试点建设基本要求煤安监司办2010第9号；15、煤矿安全监控系统通用技术要求AQ62012006；16、矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范AQL0292007；17、煤矿井下作业人员管理系统通用技术条件AQ62102007；18、煤矿井下作业人员管理系统使用与管理规范AQL0482007；19、中华人民共和国安全生产法、中华人民共和国矿山安全法；20、国家发展和改革委员会国家安全生产监督管理局20031346号文件加强建设项目安全设施“三同时”工作的通知。21、国家煤矿安全监察局“煤安监字200364号”文件；22、煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范（AQ10552008）；23、设计委托书。第三节建设单位基本情况一、位置与交通1、位置赤峰永合矿业有限责任公司猴头沟矿区炭质泥岩矿一号井位于内蒙古自治区赤峰市南西35KM处，行政区划隶属内蒙古自治区赤峰市松山区城子乡管辖。其地理坐标为东经11829301183200北纬4206004208002、交通矿区东距赤峰市至河北省围场县公路05KM，东北距赤峰市35KM，西南距河北省围场县朝阳地镇30KM，均有柏油公路，另赤峰市、河北省围场县朝阳地均有铁路线通过，交通较为方便，见交通位置图。二、自然地理1、地形地貌矿区位于大兴安岭南麓与燕山山脉交汇地带，属低山丘陵区，区内海拔最高为119450M，最低海拔为ZK0号孔处85600M，相对高差33850M。2、气象本区属干旱半干旱大陆性气候，寒冷干燥，春、秋、冬三季多风，最大风速18米/秒，年最高气温425，最低气温314。年降雨量最大为56080毫米，最小降雨量为20810毫米，年降水量平均310毫米，年平均蒸发量为1867毫米。年蒸发量远远大于降水量。冻解期一般为十一月至翌年四月，最大冻土深度为165米。3、水系矿区水系不发育，在矿区北部约9KM有半支箭河流过，向东流至桃来吐村附近补给地下水。4、地震根据中国地震动参数区划图（GB138062001），本区地震动峰值加速度G为015，地震烈度为7度。三、区域经济本区经济以农业为主，次为牧业、副业、旅游业。耕地主要分布于山间谷地中，农作物有玉米、谷子、高粱、大豆等，丘陵山坡处植有油杉落叶松等。牧业主要圈养猪、羊；副业有简单的粮谷加工厂，机械修配厂，利用炭质泥岩烧制的砖瓦厂；矿产资源矿区周边有小型铁矿，多金属矿和非金属矿。矿区北东4公里处有城子乡正在开采的无烟煤柳村第五煤矿，旅游业有香山寺和辽代官窑遗址等，地区经济不发达。该区水资源比较溃泛，老百姓生活用水都是几户或十几户合打一口潜水井作为生活用水水源。地方用电全部由国家电网输送，满足了地方小型工矿企业及农村照明用电的需求。四、矿区水源据地质报告和矿井开采资料，矿区供水可采用水源井供水。五、电源通信1、供电电源矿山附近有猴头沟变电所10KV供电线路通过。2、通信矿山可接入松山区程控网。第四节设计概况一、工程性质矿井的工程性质是新建改造。二、井田开拓开采（一）、井田境界根据内蒙古自治区赤峰市国土资源局颁发的采矿许可证（证号C1504002012126110128627）划定的井田范围，该矿矿区总面积7847KM2，其中一井区位于井田东北部，西部与二井区相接，南部与四井区相接，一井区由以下4个拐点圈定，开采深度由870750M。各拐点坐标见表141。一井区拐点坐标表表141编号XY146669598221062677590246669598220625500003466550000206255000044665500002062677590（2）、资源状况1、地质储量据104勘探队2011年编制了内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩详查报告及2012年1月11日内蒙古自治区国土资源厅颁发了“关于内蒙古自治区赤峰市松山区猴头沟矿区炭质泥岩矿详查矿产资源储量评审备案证明”（内国土资储备字20121号），全矿区总储量为207362万吨，一井区储量为551万吨，其中控制的经济基础储量（122B）290万吨，推断的内蕴经济资源量（333）261万吨。2、工业储量依据国土资源部国土资发2002271号文件精神，根据矿床地质特征和地质勘查程度，本方案对于控制的经济基础储量122B全部采用，推断的内蕴经济资源量333采用80。经计算，本方案采用的工业储量为4988万吨。3、可采储量可采储量（矿井工业储量矿柱损失已采储量）回采率（49882598305）8514265万T各类保护矿柱按煤矿安全规程分别设定（1）、井田边界保护矿柱按20M留设；（2）、主要大巷保护矿柱按20M留设；（3）、采空区保护矿柱按20M留设；（4）、矿井回采率按85计算。大巷保护矿柱在矿井服务年限完了矿井闭坑时方可回收，其它保护矿柱任何时间均不可回采。具体详见可采储量计算表142。矿井可采储量计算表表142保护矿柱损失量（万吨）矿层编号储量类型工业储量万吨井田边界采空区大巷小计已采储量万吨回采率可采资源储量万吨2122B3334988586824118825983058514265经计算矿井可采资源/储量为14265万吨。（3）、矿井服务年限矿井年工作日为330天，采用“三八”工作制，每天三班作业，每班工作8小时。采矿三班生产，边采边准。日提升时间为16小时矿井设计生产能力为6万T/A，矿井服务年限为183年。（四）、矿井开拓及采矿方法1、矿井开拓采用斜井石门下山开拓方式。其井筒特征见表143。井筒特征表表143坐标断面（）井筒名称XY井口标高M井筒倾角（）井筒长度（M）方位角（）净宽（M）净掘进主井4666425206255609902232618025545786副井466642520625527990223203180255457862、采矿方法根据该井田泥炭矿层的赋存及巷道布置情况，选用走向壁式崩落采矿方法。3、采矿工艺根据矿井生产能力、矿层赋存状态条件，结合当地采矿技术水平及委托方要求，本设计采用炮采回采工艺。本工作面采用DZ25型单体液压支柱配合HZJA1000型金属铰接顶梁支护，支护密度为6001000。回采工作面顶板管理方式为全部垮落法，采用密集支柱切顶。如悬顶面积过大顶板不冒落时，可采用人工打眼放炮强制放顶。工作面采用SGB320/185型刮板输送机运输，顺槽采用一台SGB320/185型刮板输送机运输和一台GJP650型胶带输送机联合运输。三、提升、通风、排水和压缩空气设备1、提升设备（1）、主井主井是矿井主提升井，采用矿车提升，安装JTP1212/315，滚筒直径DG12米，滚筒宽度B12米，最大静张力FZE30KN3061KG,315,提升速度VMAX145M/S,电动机为YRJ280S8型绕线式异步电动机，电压380伏，功率为55KW，电机转速730RPM。配套KHT8型提升机综合后备保护装置。（2）、副井副井是矿井辅助提升井，采用矿车提升，安装JTP1212/24，滚筒直径DG12米，滚筒宽度B12米，最大静张力FZE30KN3061KG1720KG,24,V191M/S,电机功率75KW，电机转速730RPM。配套KHT8型提升机综合后备保护装置。2、通风设备选择两台FBCDZ612（222KW）型防爆新型轴流通风机，该风机风量范围1740M3/S,风压范围200850PA,其中一台工作，一台备用。3、排水设备排水垂深120M，矿井正常涌水量8M3/H，矿井最大涌水量12M3/H。选择D12504型离心式水泵三台，正常涌水期间一台工作，一台备用，一台检修。最大涌水期间两台工作，一台备用。扬程200M，流量Q125M3/H，效率64。配套防爆电动机功率22KW,电压660V,转速2950R/MIN。选择6045的无缝钢管作为排水管，沿副井敷设两趟排水管路，采用三泵两趟排水管路的排水系统。4、压风设备工业场地设压风机站，安装LGF20/8型螺杆空气压缩机二台（一台使用，一台备用），流量20M3/MIN、排气压力08MPA、电机功率110KW，压风主管路采用108MM45无缝钢管，沿副立井敷设1趟。辅助管路采用57MM35无缝钢管。四、地面生产系统矿石经主井矿车运到地面后，到栈桥上人工翻卸，经装载机装运至筛选处分级运到储矿场地，由汽车外运。五、工业场地布置特征、防洪排涝及地面建筑矿井工业场地分为主、副井生产区、辅助生产区和生活行政区三块。工业场地设有围墙，场地内设有排水沟，不受洪水威胁。地面建筑由矿井地面变电所、机修车间、坑木加工车间、空气加热室、矿灯房、材料库、地磅房、办公室、职工宿舍、锅炉、浴池、食堂、更衣室、主副井绞车房、通风机房、压风机房、门卫等组成。六、供电及通讯（一）供电该矿供配电为双回路供电，其一路电源均引自猴头沟变电所，电压等级10千伏，采用架空线路引入矿井地面变电所，经变压器降压到04千伏后进入低压配电室，为主电源；另一路为喀喇沁旗南台子变电所，电压等级为10千伏，频率50赫兹，为备用电源。（2）通信矿井调度通讯选用了WS848型调度交换机1台，容量24门，设在调度室内，分机分别设在矿长办公室，总工办公室，调度室，其他生产管理部门及各生产车间。井下分机分别设在主副井底信号硐室、井下运输大巷、辅运大巷、中央水泵房（井下总配电点）、采掘工作面、胶带输送机转载点、下山水涡等处共设直通地面调度室的本安型电话10门。七、给水、排水、采暖、通讯、供热1、给水该矿井供水范围主要包括工业场地生产、生活、消防用水，井下消防、防尘用水。2、水源1生活用水来自工业场地自备水源井供给。（2）为了保证井上下消防用水，由井下排出水沉淀后供消防之用。3、给水系统在工业广场内建一消防水池，容积为200M3，井下消防给水和防尘洒水可合用一条给水管道，由工业场地内日用消防池接管（DN50），沿副井井筒到井下供各处用水。4、采暖及供热设计工业广场生产、井筒防冻分开供热，工业场地热源由锅炉房供给。主井井口附近分别设空气加热室，选择组合式热风炉。经过空气加热器的风量为入井风量的50，加热后空气温度35，与冷空气混合后井下空气温度为2。八、环境保护矿井在开发和生产过程中可能产生的污染源和污染物有矸石、污水、粉尘、烟尘和噪音，可能引起的自然生态变化主要是地表塌陷和裂隙。设计根据主要污染源和污染物采取相应环境保护措施。9、技术经济1、建井工期井巷工程完成时间为14个月，机电设备安装试运转为1个月，矿井试生产3个月，施工准备期2个月，建井总工期为20个月。2、投资建设项目总投资为213404万元，每吨投资35567元。其中安全设施（通风压风排水设备及工程、六大系统、安全仪器仪表等）投资130万元，占总投资61。3、投资回收期投资回收期438年。第2章井开拓开采第1节矿层埋藏及开采条件一、区域地质（一）、区域地层该区地层属华北地层大区，内蒙古地层区，乌兰浩特哈尔滨地层分区，乌兰浩特赤峰地层小区，地层自老至新前震旦变质岩系ANZ；侏罗系中统新民组J2X；侏罗系上统火山岩系J3M；第三系上新统N2；第四系Q。现分述如下1、前震旦变质岩系ANZ岩性主要为一套由片麻岩、花岗片麻岩等组成的变质岩系，出露分布在勘查区西北部王府，红花沟一带。2、侏罗系中统新民组J2X岩性下部为灰色、深灰色凝灰质泥岩，粉砂岩、灰黄色含砾粗砂岩；中部为灰色，灰黑色泥岩，砂砾岩、砂岩、炭质泥岩夹条带状薄煤；上部为灰白色，灰黄色凝灰质胶结的细砂岩含砾粗砂岩夹泥岩等组成，厚度大于30000M，出露分布在勘查区内及区外北碾坊一带，与下伏地层呈不整合接触。3、侏罗系上统满克头鄂博组J3M岩性为一套火山碎屑岩夹火山熔岩，颜色灰、灰紫色流纹质凝灰熔岩，凝灰岩、凝灰质角砾岩夹安山岩及安山质英安岩等，厚度大于1000M，出露分布在勘查区西、南部南台子至大牛群一带，与下伏地层呈不整合接触。4、第三系上新统N2岩性为黄色、灰绿色半胶结的砂岩，砂砾岩及深紫红色含粒粘土岩组成，厚度40M，出露分布在勘查区北侧老梁底一带，与下伏地层呈不整合接触。5、第四系Q4由现代冲积堆积以及超河漫滩淤积物，残坡积砂砾石、红土、黄土及砂质粘土组成，厚度040M，分布在勘查区低洼处及沟谷地带，覆盖在各时代地层之上。（二）、区域构造及岩浆岩矿区位于内蒙古中部地槽褶皱系，敖汉复向斜与多伧多复背斜交接复合部位。盆地受赤峰开原断裂控制，走向为北东向。区域上岩浆活动剧烈，岩浆岩广泛出露，主要为燕山期侵入岩和喷出岩。侵入岩为花岗岩，喷出岩为流纹质凝灰熔岩、安山岩等。二、井田地质（一）、地层井田内钻探控制的地层有侏罗系中统新民组及第四系。现分述如下1、侏罗系中统新民组J2X根据岩性特征及炭质泥岩赋存情况将新民组分上、中、下三段（1）、新民组下段J2X1根据地表出露和钻探控制，岩性为灰色泥岩，深灰色凝灰质泥岩，灰黄色含粒砂岩。凝灰质泥岩块状，杏仁状构造，充填物为泥质、具方解石脉，胶结较致密坚硬，性脆，厚度大于4982MZK30号孔。（2）、新民组中段J2X2岩性为灰色泥岩、砂岩、砂砾岩，灰黑色泥岩含1、2号炭质泥岩夹透镜状煤层组成，钻孔控制厚度61809710M，平均厚度8039M。（3）、新民组上段J2X3岩性浅红色、浅灰色、灰黄色凝灰质胶结含砾粗砂岩、中砂岩、细砂岩、泥岩等组成，钻孔控制厚度760516100M，平均厚度10445M。2、第四系Q根据地表出露和钻孔控制，岩性为红色粘土、黄土，腐植土以及现代河谷冲积堆积的砂砾石等组成，钻孔控制厚度20604000M，平均厚度3138M。（2）、构造及岩浆岩井田内地层总体形态为一向北东倾伏的向斜构造，轴向北东40，两翼基本对称，地层倾角浅部陡20左右，向轴部变缓。根据探井编录记录和钻孔控制，矿区内发育两条断层，均为正断层，现分述如下F1断层走向N40E，倾向N50W，倾角3575，落差25M，呈弧形展布于勘查区西部向斜北西翼矿层露头浅部，走向长大于3000M，2号探井见该断层，倾角75，落差小于25M，4号探井见该断层，倾角35，落差25M，即由4号探井向2号探井方向延伸，落差变小，该断层已经控制。F2断层走向N43W，倾向S47W，倾角70。落差大于100M，展布于矿区北东部，1号探井与ZK0号钻孔所控制，走向长大于1000M，该断层已经基本控制。两条断层对矿层均造成了一定破坏，致使矿层构造形态保存残缺不全。在矿区西部铁沟门水泉沟一带出露燕山期花岗岩R52，地貌呈缓丘状，颜色肉红色，成分石英、长石、云母等，该花岗岩侵入体在钻孔中和探井巷道中均未见到，说明对其矿层未起破坏作用，依据煤、泥炭地质勘查规范DZ/T02152002，确定本矿区构造复杂程度属中等类型。三、矿床1、矿床特征区内矿层赋存于侏罗系中统新民组地层中段，以下段的凝灰质含粒砂岩，凝灰质泥岩来看，矿区即为火山间歇期低洼处形成的小湖泊，并逐渐演化为沼泽盆地，形成了1、2号矿层，在矿层形成后岩浆活动逐步增强，上段沉积以火山碎屑为主凝灰质胶结将其覆盖，受后期构造挤压、破坏，地层发生褶皱和断裂，呈现出残缺不全向北东倾斜的向斜构造形态，1、2号矿层赋存分布在向斜盆地内。1号矿层最大厚度250M，最小厚度060M，平均厚度205M，大部可采，厚度变化在倾向上，浅部薄至尖灭，向盆地中心部位增厚，走向上变化不大，夹矸02层，结构较简单，属不稳定类型。2号矿层最大厚度370M，最小厚度090M，平均厚度228M，大部可采，厚度变化在走向上、倾向上均变化不大，夹矸02层，结构较简单，属较稳定型。2、可采矿层一号井位于矿区的东北部，有一个钻孔（H01号钻孔）和二个探井控制，仅有2号矿层可采。最大可采厚度278M，最小可采厚度165M，平均可采厚度23M，大部可采，最大夹矸厚度070M，最小夹矸厚度030M，平均夹矸厚度049M，夹矸岩性为灰色泥岩及浅灰色粉砂岩。炭质泥岩的厚度变化在倾向上和走向上变化不大，结构较简单，属较稳定型。3、矿石质量（1）、物理性质炭质泥岩的颜色一般为黑褐色、黑灰色，局部见有钢灰色，暗淡光泽，条痕呈褐色，常见有不平坦状断口。矿层中夹3层薄煤，厚度004M005M，在H01号钻孔呈条带状赋存在矿层中。该矿层原生和次生裂隙均不发育，有时见有垂直于层理面的裂隙，裂隙比较平坦有的被方解石薄膜或黄铁矿薄膜充填，泥质含量占优势受区内构造的影响变质程度高胶结致密硬度和比重较大，矿层的容重通过实际测定，平均为198。（2）、化学成分及化学性质根据采样分析成果，干燥基高位发热量平均为1283KJ/G，灰份含量平均为5277。挥发份产率平均为2063。干燥基ST,D全硫含量平均为027。见化验成果表211。化学分析表表211（3）、矿石种类根据地质详查报告，本井田矿石的发热量低、灰分高，含薄煤层，厚度小，确定为炭质泥岩。（4）、用途本矿井开采的矿石为炭质泥岩，有一定的发热量，可用于砖厂内燃，也可用于矸石电厂燃料。第二节矿井主要灾害因素及安全条件一、瓦斯、煤尘及煤的自燃、地温工业分析全水份灰份挥发份无灰干燥其挥发份发热量全硫视密度真密度孔号层号MT分析基水份ADVRADVDA5QGRDKJ/GSTDARDTRDH01622499723551386021190212一井28857299401246033211225二井30654739431290033198226二号层ZK30656558229611061021194220平均63929754452658941512460271982211、瓦斯根据该矿的详查报告，井田内矿层未进行瓦斯采集和鉴定工作。矿井采开采矿种为炭质泥岩，系煤系地层伴生矿产，具备存在瓦斯的可能性。2、粉尘根据该矿的详查报告，井田内矿层未进行粉尘爆炸性鉴定工作。3、矿石自燃根据该矿的详查报告，井田内矿层未进行矿石自燃倾向性鉴定工作。4、地温根据矿区相关资料，本区地温梯度27/100M，为地温正常区。二、水文地质（一）一般概况矿井位于大兴安岭南端与燕山山脉交汇的低山丘陵区，总的地势西南高，东北低。东部地形切割强烈，沟谷发育多呈“U”字形，属燕山水文地质区东端低山丘陵、河谷地下水较贫区，为区域地下水的补给、径流区。区内地表水系不发育，有锡金河主流在详矿区南部内由西南向东北流过，该河支流由西向东环详查区北部汇入锡金河。该河在春融季节和夏季降水时才有暂时性地表径流。当地最低侵蚀基准面标高85000M，炭质泥岩矿赋存标高为10500065500M。（二）含（隔）水层（组）划分根据地下水埋藏条件及岩性组合特征，将区内含水层划分为第四系松散岩类孔隙潜水，碎屑岩类裂隙孔隙潜水两类。第四系松散岩类孔隙潜水含水层主要分布于矿区北部及西北部沟谷洼地中，含水层岩性以冲洪积砂砾石、砂为主，砾石直径一般在200010000，呈棱角、次棱角状，泥砂质充填，含量2080不等。据民井调查资料，含水层厚度一般在15901870M之间，水位埋深一般在6001300M，标高9090084700M，单井涌水量在280480M3/。碎屑岩类裂隙孔隙含水层，区内大面积分布，含水层岩性以侏罗系新民组下部灰黄色砾砂岩，中部灰色砂岩、砂砾岩和上部的浅红色浅灰色凝灰质胶结的含砾粗砂岩、中砂岩、细砂岩、泥岩组成。岩层直接出露地表，受风化作用影响，泥岩裂隙发育，砂砾岩变的疏松，强风化带厚510M，弱风化带厚3050M。裂隙和孔隙构成了地下水的赋存空间和导水通道。据机民井和斜井抽水资料，含水层厚17703120M，水位埋深1056M，标高1050967M，中部局部地段出现承压水，水位埋深近于0。调查斜井在枯水期排水量为69M3/，雨季为912M3/据4号和1号探井，探井巷道工作面观测，各巷道上部顶板基本无水，当井筒向下进入到矿层附近（961M水平和853M水平）后，巷道开始出水，出水层位为904M水平和854M水平。以上的风化裂隙含水层，出水形式以淋水为主，随着井巷（巷道断面55）向深部延伸，出水量略减，2011年9月实测水位标高分别为961M和853M,。在斜井疏干后对水仓内贮水（946M水平和843M水平）进行抽水试验。1号探井垂深25M含水层厚70M，静止水位埋深130M，标高850M，单位涌水量02736LSM，渗透系数16345MD，水温14。4号探井垂深35M，含水层厚70M，静止水位埋深00M，标高954M，单位涌水量02485LSM，渗透系数14421MD，水温14。由2号探井老窑积水水质分析为矿化度0269GL的HCO3SO4CAMG型水。断层水文地质特征，据调查资料，1号探井掘到F1正断层时（2006年7月）仅出现滴水现象，4号探井掘到F1正断层时（2006年7月）实见断层破碎带不宽，并被砂泥质充填，且与断盘紧密接触，仅出现淋水现象，经过一段时间后，由淋水转为滴水。5号探井掘进到F1正断层时（2007年8月）实见断层紧闭，亦仅见渗水现象。可见F1断层导水性由北向南逐渐减弱。说明该断层与第四系含水层关系比较密切，而且上下盘含水层之间对接部位易沟通，发生水力联系，在断层带附近开采应注意突水。矿区内沿矿层露头处存在有开采浅部矿层的废弃老窑多处，都有不同程度的积水。由于老窑水对矿井充水带存很大的随机性，其充水的可能性与危害程度又取决于井下防治水的工作效果。因此需详细调查采空区的分布范围，积水和坍塌情况。采取留防水矿柱或其它有效措施。隔水层分布于炭质泥岩层的上部、下部，隔水层岩性主要为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩等细颗粒岩石，其隔水层呈多层结构，岩性致密、胶结良好、透水性能差，为相对稳定隔水层。（三）矿井涌水量动态特征据统测资料显示，尽管各井巷开采高程不同，深度也不尽一致，但其变化规律基本一致。据4号斜探井2007年7月2008年7月一个水文年抽水资料，12月至次年4月矿井排水量在6065M3/。5月12月初排水量在85125M3/多在7月、8月和9月份为高峰值，当峰值出现后涌水量又回落至正常。从气象资料分析，4月份天气回暖解冻，地下水接受融冰雪补给，排水量上升。6月、7月和8月份排水量继续上升，在8月份出现峰值125M3/，滞后于降水一个月的时间，说明大气降水对矿床涌水量起着决定性的调节作用。上述资料证明，矿井涌水量与降水关系密切，尤其是浅部风化带内的涌水量，而深部涌水量要滞后于浅部，主要受补给条件制约。（四）地下水补给、径流、排泄条件大气降水是地下水的主要补给源，降水通过地势较高的丘陵区沿风化裂、岩石孔隙渗入补给地下水，在地形、地貌和水重力作用下，由高处向低处径流，补给河谷第四系孔隙潜水，总的径流方向为沿地形由西南向东北径流，最终排泄出区外。（五）水文地质勘查类型矿区主要分布有基岩风化裂隙含水层，为矿床直接充水含水层。含水层富水性中等，单位涌水量在02490274LSM，浅部直接大气降水入渗补给，矿层大部分位于当地侵蚀基准面以上，矿床东北部有季节河谷环绕，但排水条件较好，区内老窑积水情况不是很清楚，对开采有影响。确定水文地质类型为类2型，即水文地质条件中等的裂隙孔隙充水矿床。三、工程地质条件本矿区为泥岩、砂岩、炭质泥岩相间互层沉积的矿床，由于层面联结力差特别是地下水的存在更减低了结构面的力学强度，从而导致围岩整体稳定性较差。如上述的F1号断层面多为泥岩，滑面上泥岩细腻、联结力低，因而造成局部地段矿层顶板自稳性较差。采掘证实，区内岩石巷道顶板绝大部分须支护，仅局部不用支护、稳定性较好。但在强风化带、弱结构面发育地段，由于围岩不稳定，工程地质条件差，须在井巷开拓和采矿中加强支护，做好安全防护工作。根据本矿区岩石力学性质及围岩的工程地质特征，本矿区工程地质勘查类型属类二型，即层状岩类、工程地质条件复杂中等型。第3节矿井开拓系统一、井筒1、井筒数量根据矿井开拓布置，全矿井共设有二个井筒，分别为主井、副井（兼风井）。2、施工方法采用普通法施工。第四系或基岩出现涌水可根据实际情况采用预注浆或工作面注浆方法治理。3、井筒支护井筒采用料石砼砌碹支护。4、安全出口（1）矿井安全出口矿井的安全出口为主井、副井，开采时有二个安全出口，均通向地面。（2）采区安全出口采区有二个安全出口，一个是运输下山，另一个是回风下山，分别通向运输石门和回风石门。（3）工作面安全出口工作面有二个安全出口，一个是运输顺槽，另一个是回风顺槽，分别通向运输下山和回风下山。5、井筒保护矿柱矿井井筒设在开采范围以外，不需另设保护矿柱。6、避灾路线井下巷道进出口和交岔点开阔处安装安全逃生方向指示牌，工作地点必须有避灾路线图，入井人员必须熟知矿井避灾路线。避灾路线应随采区及采掘工作面位置变化而调整。（1）火、瓦斯灾害避灾路线火、瓦斯灾害避灾原则是逆新风流行走。回采工作面火、瓦斯灾害避灾路线为回采工作面进风行人巷工作面运输顺槽运输下山运输石门主井地面。矿井在反风状态下，行走路线为回采工作面回风顺槽回风下山回风石门副井地面。（2）水灾避灾路线回采工作面回风顺槽回风下山回风石门副井地面。二、井底车场及硐室1、井底车场主、副井井底车场采用直线式平车场，采用人工调车方式。主井井底车场标高为868M，副井井底车场标高为870M。采用直墙半园拱砌碹支护。2、水泵房及机电硐室水泵房及机电硐室采取联合布置，设在870M水平井筒联络巷中，通过吸水井与甲乙水仓连接，采用直墙半园拱砌碹支护。第4节采区巷道布置一、采区巷道布置主井在868M水平落平，设置直线式平车场，通过运输石门与采区运输下山连接；副井在870M水平落平，设置直线式平车场，通过回风石门与采区回风下山连接；采区采用双下山布置，运输下山布置在矿层底板岩石中，回风下山沿矿层倾向布置，两下山分别与工作面的运输、回风顺槽连接形成工作面生产系统。2、采矿方法1、采矿方法根据该井田泥炭矿层的赋存及巷道布置情况，选用走向长壁式采矿方法。2、采矿工艺根据矿井生产能力、矿层赋存状态条件，结合当地采矿技术水平及委托方要求，本设计采用炮采回采工艺。工作面采用SGB320/185型刮板输送机运输，顺槽采用一台SGB320/185型刮板输送机运输和一台GJP650型胶带输送机联合运输。3、达产时采掘工作面数量矿井达到生产能力时，一个采区生产，采区有一个回采工作面和一个掘进工作面同时生产。第5节顶板管理及冲击地压一、工作面支护方式及顶板管理方式本工作面采用DW25型单体液压支柱配合HZJA1000型金属铰接顶梁支护，支护密度为6001000。回采工作面顶板管理方式为全部垮落法，采用密集支柱切顶。如悬顶面积过大顶板不冒落时，可采用人工打眼放炮强制放顶。二、巷道支护井底车场、机电硐室、水仓等采用直墙半园拱砌碹支护；运输石门、运输下山、回风大巷、回风下山均采用梯形金属支护，工作面上下顺槽采用梯形金属支护；工作面采用单体液压支柱支护。三、矿压观测仪器矿井配备以下矿压观测仪器1、KY82顶板动态仪4台。2、BHS10测枪4支。3、YZ系列液压枕10个。4、HCZ钻孔油枕压力计5个。5、J2光学经纬仪1台。6、DJK6光学经纬仪1台。7、DS32水准仪1台。8、PG1X1平板仪1台。9、XL100矿山悬挂罗盘3台。10、CKX1地质罗盘3台。四、冲击地压据矿井开采资料，本矿井没有冲击地压危险。五、顶板灾害防治措施（一）、影响矿井压力显现基本因素分析井田内矿层顶板岩性多为泥岩和炭质泥岩，部分为粉砂岩、粗砂岩或含砾粗砂岩，矿层围岩的工程地质类型为层状岩类工程地质条件中等型。矿层倾角在716左右，采用炮采工艺，采用单体液压支柱和金属铰接顶梁支护，支柱支撑力足够，采用全部垮落法管理顶板。（二）、一般顶板冒落灾害的防治措施及装备1）、回采工作面顶板事故的防治措施1、采矿工作面及时支护，不得空顶作业；2、炮眼布置及装药量应合理，放炮崩倒支柱及时修复；3、保证支柱有足够的初撑力；正规循环作业，及时放顶，必要时可采取强制放顶措施，在初次来压和周期来压时加强工作面支护；4、上下安全出口超前支护要到位、有效。2）、巷道顶板事故的防治措施1、掘进工作面不得空顶作业，及时支护，放炮后要先采取前探支护或其它临时支护措施；2、巷道交岔点、机电硐室要采用砌碹等材料支护；3、按作业规程要求的材质、规格、尺寸支护，遇构造带要加强支护。3）巷道保护矿柱运输石门、辅助运输石门水平布置，大巷两侧各留设20M保护矿柱。第6节爆破材料库一、由于该矿属新建矿井，地面火药库建设，由公安部门指定有资质单位进行设计，公安部门审批验收，但库址必须符合民用爆破器材工厂安全规范GBJ8985之规定，库区四周高有25M高砖砌实体围墙，库房周围设有防爆炸土堤，出入口设有门卫守卫，设有监控系统和专用电话，确保库区安全。二、支领火工产品人员是必须经过专门培训的放炮员，熟知火药性能和有关条文的规定，并持有放炮员合格证。三、本矿井井下不设爆破材料库。第3章瓦斯灾害防治第1节瓦斯根据该矿的详查报告，井田内矿层未进行瓦斯采集和鉴定工作。矿井开采矿种为炭质泥岩，系煤系地层伴生矿产，具备存在瓦斯的可能性。根据内蒙古安科安全生产检测检验有限公司2013年10月30日对该矿相邻矿井（松山区柳村第五煤矿）瓦斯等级鉴定结果，矿井瓦斯相对涌出量为59M3/T，瓦斯绝对涌出量为164M3/MIN，二氧化碳相对涌出量为338M3/T，瓦斯绝对涌出量为094M3/MIN，松山区柳村第五煤矿矿井瓦斯等级为瓦斯矿井。本设计采用松山区柳村第五煤矿相关瓦斯数据，矿井建设实际揭露矿层时补充鉴定工作，按鉴定结果进行相应修改。第2节防爆措施一、巷道布置、采掘工艺对矿井瓦斯涌出的影响（一）巷道布置对矿井瓦斯涌出的影响井田开拓方式为斜井开拓，投产时在2号矿层布置一个长壁一次采全高炮采工作面。根据本矿井岩石力学性质和泥炭开采技术条件，大巷与矿层直接接触时间短，巷道瓦斯涌出地点主要在掘进工作面和超前正头尚未支护等处；顺槽采用金属支护，与矿层接触面积大是瓦斯涌出重要地点。（二）采掘工艺对矿井瓦斯涌出的影响回采工作面采用后退式采矿方法开采，长壁一次采全高炮采开采工艺，全部垮落法管理顶板，设计生产能力为006MT/A，工作面具有矿层暴露面积大，落矿量大等特点，是瓦斯等有害气体集中涌出的主要地点。掘进工作面采用炮掘，掘进工作面是瓦斯等有害气体集中涌出重要地点。2、防止瓦斯积聚（一）防止瓦斯积聚措施1、健全稳定、合理、可靠的通风系统本矿井通风系统为中央并列式，通风方式为机械抽出式，符合本矿井矿层赋存条件和开拓布置要求。风井配备高效通风机满足井下风量需求，通风机在合理区域内运行。供风距离近，系统简单，通风系统稳定。希望本矿井在今后生产中做好以下工作（1）制定通风系统管理标准，根据各项指标对通风系统可靠性进行评价；（2）杜绝通风系统中平面交叉、采区内部上下两头进风、不合理串联通风、扩散通风、老塘通风；（3）巷道贯通后及时调整通风系统，防止风流紊乱。2、保证工作面有充足的风量保证工作面充足的供风量是有效冲淡瓦斯、防止瓦斯积聚的重要手段。设计炮采工作面配风量为5M3/S，满足瓦斯涌出量、工作面温度、工作面同时工作最多人数的要求；掘进工作面配风量为3M3/S，满足瓦斯涌出量、局部通风机吸风量、工作面同时工作最多人数的要求。并应做到一是矿井坚决执行以风定产，严禁超通风能力开采；二是明确工作面配风标准，对确定为瓦斯异常区的采、掘工作面在正常配风量标准的基础上再进行增加；三是严格掘进供风管理，风筒出口到工作面距离应在作业规程中明确规定，杜绝风筒出现破口、积压、接头漏风现象。3、杜绝掘进工作面停风加强掘进工作面供风管理，杜绝无计划停风，掘进面配备局部扇风机，并设专职局扇司机；同时，执行有计划停风制度，对需要检修停风的工作面提前编制有计划停风通知书，撤出全部人员、设备停电后，方可停风，在恢复通风前，按规定排放瓦斯。4、积极开展瓦斯地质研究预防瓦斯事故要积极进行瓦斯地质研究。在矿层揭露后选取有代表性的矿层和地点进行采样，对数据进行分析处理，研究得出瓦斯地质数学模型，预测未采区域瓦斯含量情况。根据实际瓦斯涌出情况和瓦斯地质研究数学模型，划分确定瓦斯异常区，制定瓦斯异常区装备管理标准，在开采异常区域时，按照标准进行装备管理，提高工作面供风量，安设瓦斯监测探头，配备专职瓦斯检查员等。5、其它巷道防止瓦斯积聚措施（1）独头巷道扩散通风距离不超过6M，且巷道宽度不得小于15M，无瓦斯涌出，并经常检查其瓦斯是否超限；（2）所有巷道风速必须符合煤矿安全规程要求；（3）己报废巷道、硐室，将较长时间不用的巷道、硐室或硐室的某一部分，必须及时密闭，并设置警示标志，经常检查密闭效果。（二）、管理措施1、保证回采工作面、掘进工作面有足够的风量和合理的风速。2、制定严格的瓦斯和一氧化碳检查、监测制度。矿井必须建立瓦斯检查、管理和日报审查制度，必须配备数量足够的专职瓦斯检查员和瓦斯检测仪器，瓦斯检测仪器必须定期检验、定期更换药剂，确保准确无误。3、必须每年对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作。4、矿井必须配备安全监测监控系统。5、井下应有瓦检员井下巡回检查，特别是工作面放炮前后进行瓦斯检查,做到“一炮三检”。瓦斯检查员要在井下现场交接班，记录要准确、真实，做到“三对口”。矿长、技术负责人要认真审核瓦斯日报。三、防止点火源1、井下电气设备及保护的选择加强管理，防止井下能引燃（爆）的诸如放炮、电气和静电、杂散及感应电流以及磨擦和撞击产生的火（电）源。井下电气的选用，应符合煤矿安全规程的要求，井下不得带电检修、搬迁电气设备。掘进工作面局扇通风须采用有选择性漏电保护装置的供电线路（或与采矿工作面分开供电）。掘进工作面设置FDWB200风电瓦斯闭锁开关及ZBZ25电钻综合保护装置。井下电气设备实现无油化。井下矿用隔爆型配电装置、馈电开关及电磁启动器都设有短路、过流、过压、断相、漏电、保护接地等保护。同时，应做到一是防爆电气设备必须取得合格证，入井前需由专门的防爆检查员进行安全检查，合格后方可入井；二是防止电缆碰撞、急弯、划伤、刺伤等机械损伤；三是电缆导线连接要牢固，无明接头，有过电流和漏电保护；四是设置保护接地和漏电保护装置，定期进行预防性试验，发现漏电要及时处理；五是按程序操作电气设备，严禁带电维修电源开关闭锁和搬迁电气设备、电缆电线，做到日常维护检修和巡回检查相结合。2、防止放炮引燃瓦斯放炮工作涉及炸药领退、编号、导通、脚线扭结、炸药运送、打眼定炮、联炮、一炮三检、联线放炮等十几道工序，每天都要反复操作，如果某一环节出现问题，尤其是现场放炮环节出现问题，在瓦斯异常区就可能发生瓦斯事故。因此，要加强放炮管理，抓好放炮的每一道工序、每一个环节。做到一是严格执行一炮三检制度，认真检查放炮前后的瓦斯情况；二是放炮前后冲刷粉尘；三是坚持使用水炮泥，黄泥封孔；四是正规放炮操作程序，严格执行煤矿安全规程中爆破的有关规定；五是加强雷管导通工作，杜绝不合格的雷管出库。3、消灭井下火源的其它措施（1）采区内电器设备均采用防爆型；弱电设施为本安型。生产过程中应加强机械及电器设备的管理，按照煤矿安全规程的规定周期进行各项检查、测定和调整，保持其各项性能完好。按照作业规程进行操作，防止机械磨擦及碰撞引起火花及电火花。（2）必须使用煤矿许用炸药和电雷管，采用水炮泥，在放炮前后仔细检测瓦斯浓度，在瓦斯浓度达到1时，严禁装药爆破，严禁违章作业。（3）巷道所用风幛必须用不透气、抗静电、不延燃、耐撕裂的材料制造，以防静电引起火花引发瓦斯爆炸。（4）井口房和通风机房附近20M内，不得有烟火或用火炉取暖。（5）井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。（6）井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定专门安全措施，并遵守下列规定指定专人在场检查和监督。电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10M的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。工作地点应至少备有2个灭火器。在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过05，只有在检查证明作业地点附近20M范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查，发现异常立即处理。矿层中未采用砌碹或喷浆封闭的主要硐室和主要进风大巷中，不得进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。（7）严禁在井下修理矿灯。（8）井下工作人员必须严格遵守煤矿安全规程及各工种有关规定。（9）采用湿式打眼，防止火花产生。（10）井下各供电系统采用中性点不接地系统，在各采区配电点及机电硐室等处均设置局部接地极，通过接地线、电缆铠装外皮及接地芯线将上述接地极接成一完整接地网，该网的任一处接地电阻均不得大于2。井下高、低配电设备均设有选择性漏电保护装置。（11）各种电气设备及测量仪器、仪表的使用、检修均应严格按煤矿安全规程及有关工种的有关规定执行。（12）加强井下电气设备及机械设备的维护管理。（13）采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯达到07时，必须停止用电钻打眼及一切施工。（14）对因瓦斯浓度超过规定应切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1以下时，才可通电启动。（15）入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤服装下井。四、加强盲巷的管理盲巷启封时的安全措施（1）启封盲巷及已封闭巷道之前，要制定出一套较为细致严密的安全防护措施；（2）对有害气体的检测其中包扩CO、SO2、CH4等；（3）用探水钻查明是否有积水；（4）检测其温度情况是否正常；（5）加强施工人员及检测人员的综合防护；（6）巷道启封后严格按煤矿安全规程之规定进行