年煤矿灾害预防与处理计划.doc

2016年某某某矿灾害预防与处理计划2015年11月 目 录第一章 矿井系统3一、矿井概况3二、煤层赋存条件4三、矿井开采情况、开采方式方法、生产能力14四、矿井主要生产系统情况20五、矿井“六大系统”概况23六、矿井主要灾害类型26第二章 矿井灾害预防与处理计划31一、矿井水害31二、矿井火灾38三、矿井瓦斯56四、矿井硫化氢68五、煤尘77六、供电84七、通风90八、提升运输94九、顶板104十、冲击地压117十一、井下火药库灾害120第三章 矿井灾害事故的处理124一、救灾指挥部成员及职责124二、发生事故后立即召集的单位和人员124三、处理事故的指挥原则124第四章 矿井灾害预防处理计划贯彻执行1252016年某某某矿灾害预防与处理计划根据煤矿安全规程的规定和要求，为了控制和预防重大事故的发生，并在一旦发生事故时，能够有效的防止事故扩大和迅速抢救受灾遇难人员，经公司研究，特制订本计划。第一章 矿井系统一、矿井概况（一）矿井位置某某某矿是国家发改委批复的上海庙西部矿区总体规划中的5对矿井之一位于黄河东岸、古长城以北，内蒙古自治区与宁夏回族自治区交界处，行政区划隶属内蒙古自治区鄂尔多斯市鄂托克前旗上海庙镇管辖，距鄂托克前旗政府所在地敖勒召其镇方位294，直线距离56km。井田地理坐标极值东经：10634161064112，北纬382026382700。东西最宽处约10.19km，南北最长处约12.18km，面积82.58km2。某某某矿（沙章图）井田中心点的坐标为X=4250000，Y=36379000。（二）矿井自然地理及交通 1、自然地理（地形地貌、河流、气候、地震烈度）某某某矿井田内地形起伏不大，相对平缓，总体为东高西低，最高点位于井田东北角沙兰特附近，标高为1308m，最低点位于ZK11号孔十八亩地附近，标高为1180.5m，相对高差128.5m。某某某矿井田内无地表水体，上海庙西矿区内无常年地表径流，在该区南端长城煤矿南侧的边沟有水流，自东而西流经横城矿区北端，在临河汇入黄河，流量一般为2.5840.5L/s，随季节性变化。 2、交通条件某某某矿位于内蒙古鄂尔多斯市鄂托克前旗西部，距宁夏银川市40km，距青银高速公路5km，距银川河东国际机场25km，距在建的太中银铁路9km，省道203公路从矿区西北侧经过，从定边县到银川的307国道从井田南部通过，铁路方面，矿区北部有东乌铁路，西部有包兰铁路南北向通过，南部有大古铁路及在建的太中（银）铁路东西向通过。上海庙矿区铁路专用线北接东乌铁路的三北羊场车站，交通十分方便。二、煤层赋存条件(一) 地质条件 某某某矿井田内含煤地层为石炭纪太原组（C2t）和二叠纪山西组（P1s），共含煤9层(110煤层，其中3、9煤层有分层)，山西组（P1s）含煤5层，为15煤，其中1煤层为局部可采煤层，2煤层为不可采的煤线，3上、3、煤层大部可采，5煤层为全区可采煤层；太原组含煤4层为7、8、9、10煤层，其中7煤层为薄煤层，仅个别点可采。8煤层为局部可采煤层，9、10煤层全区发育。含煤地层总厚度138.26237.91m，平均185.45m，煤层总厚度6.9121.34m，平均12.79m，主采煤层3上煤厚0.20-2.61m，平均1.37m，5煤煤厚0.79-7.10m，平均3.32m，9煤煤厚煤层厚度1.704.73m，平均3.56m。煤系地层总体走向为南北向，倾向东的单斜构造，采区位于丁家梁背斜的东翼，呈现西高东低的趋势；煤层倾角在1125之间。（二）水文地质1、地表水情况本井田内地形起伏不大，地形总体为东高西低，井田范围最高点位于井田东北角沙兰特附近，标高为+1308m，最低点位于ZK11号孔十八亩地附近，标高为1208m，相对标高差在100m左右。矿区东依鄂尔多斯高原，西临黄河，地表以风积固定半固定沙丘为主，风积地貌景观，地表植物较单一，沙蒿、甘草、苦参为主要种属，生态环境脆弱。气侯属中温带典型大陆性干旱荒漠气侯，冬季严寒，夏季炎热，昼夜温差大，风大沙多，降水稀少，蒸发强烈。多年平均年降水量270.4mm，年最大降水量417.2mm，年最小降水量147.3mm。年蒸发量2722.9mm。大气降水后多直接渗入第四系风积中细砂层中，或积于沙丘之间波状洼地中，形不成地表径流而渗入补给第四系孔隙潜水。矿区内无地表水体。矿区外仅有的水系为井田西边界西侧约10km的黄河和矿区南边界古长城南侧的边沟。边沟属季节性河流，位于本井田南边界月8km处，流量一般为2.5840.5l/s，自东而西流经横城矿区北端，在临河汇入黄河。矿区外地表水体对矿井基本无影响。2、井田含水层、隔水层（1）主要含水层及特征根据地层岩性组合特征、埋藏条件、地下水赋存条件将本区主要含水层分为松散孔隙含水层和基岩裂隙含水层，由新至老分述如下：第四系松散孔隙潜水含水层（Q）第四系主要由风积沙和黄土组成，厚2.0559.50m，平均厚度20.71m，底部具含水砂砾石层，厚0.705.50m，发育不均，透水性好。根据长城二号检1孔、长城五号检1孔、长城一号检1孔等抽水试验资料，单位涌水量为0.11660.2598l/s.m，该砂砾层富水性中等。据了解第四系水位埋深8.4816.00m（长城二号检1孔第四系水位较浅，地质部分分析认为与附近地表蓄水有关），水质矿化度0.8141.000g/L，PH值为7.788.05，属ClSO4Na型水，是当地牧民及牲畜饮水的主要来源。 新近系底部砂砾石含水层（N2）据钻孔揭露资料，该含水层位于新近系砂质粘土下部，含砾石35层，以最底部砾石层厚度最大，砾石层总厚度5.4560.48m，平均19.78m，半胶结，砾径250mm，最大达150mm。磨圆度差，孔隙发育，透水性好，单位涌水量0.00780.1406l/s.m，富水性弱，局部中等，差异较大。新近系底部承压状态赋存于砂砾石层中，富水性强弱变化较大。该层厚度变化较大，由西往东，由南向北逐渐变厚，最厚达60.48m。根据水质分析，该层水矿化度大于1g/L，含氟2.80mg/L。据1979年7月1979年11月金长城煤矿调查，垂深90100m见新近系砂砾石水，排水量为810m3/h，当矿井垂深达到120m，排水量增加到2125m3/h，垂深至150m排水量仍为2125m3/h，水量稳定。 二叠系石盒子组砂岩承压含水层（P1-2sh）砂岩含水层厚度0224.4m，平均57.07m。据长城三号井田CS6、1502、D4-1钻孔及相邻矿井钻孔抽水试验，水位埋深16.6575.52m，单位涌水量0.00083830.09004L/sm，富水性弱。水质矿化度大于1g/L。 二叠系山西组砂岩含水层（P1s）山西组由灰白、深灰色细粗粒砂岩，灰、灰黑色粉砂岩、泥岩及煤层组成，而以粗碎屑岩占比例大，厚度0119.23m，平均厚度79.16m。本组的含水层平均厚度35.07m，在纵向上一般厚度较大，粒度较粗，在横向上稳定性较差，有变薄尖灭现象，富水性不均一，平面上差别较大。据长城三号井田CS3、1502、D13-3钻孔及相邻矿井抽水试验资料，该含水层水位埋深8.5970.86m，单位涌水量0.0001560.08476L/sm，富水性弱。矿化度4.544g/L，水质较差。 石炭系太原组砂岩薄层灰岩含水层（C2t）岩性由灰白色砂岩、深灰色粉砂岩、灰灰黑色泥岩、深灰色薄层石灰岩（一、四灰）及煤组成，厚50.46105.06m，平均厚度77.66m，本组的含水层平均厚度31.20m。据长城三号井田CS3、1502、D13-1钻孔及相邻矿井太原组抽水试验，单位涌水量0.000210.06118L/sm，富水性弱，矿化度5.055g/L，水质较差。 奥陶系石灰岩岩溶水奥陶系地层为本井田煤系地层的沉积基底，长城三号井田内只有D11-2钻孔揭露奥灰，揭露厚度31.43m，9煤层底板下距奥灰顶538.41m。岩性为深灰色，裂隙不发育，有方解石脉填充。长城三号井田相邻井田有4个见奥灰钻孔资料，长城二号井田1303孔和长城一号井田2210孔揭露奥灰厚度分别为23.05和75.37m；长城六号主、副井检查孔揭露奥灰厚度分别为51.23和51.34m；9煤层下距奥灰顶364.85381.76m。4个钻孔揭露的石灰岩，裂隙、岩溶均不发育，且多被方解石脉充填，岩石致密完整。根据长城六号主、副井检查孔，对煤系及奥灰混合抽水试验结果：静水位52.7394.73m，副井检查孔水位标高1160.35m，涌水量0.381.636m3/h，水位降深60.81120.62m，单位涌水量0.0008750.00747L/s.m，含水层为弱富水性。该含水层由于离煤层远，对煤系地层充水影响不大，但不排除通过地质构造如断层、陷落柱等与煤系地层沟通的可能。(2)主要隔水层及其特征新近系上部砂质粘土相对隔水层（N2）是第四系潜水与下伏含水层间的良好隔水层，厚度82.60397.32m，平均180.67m，全区广泛分布，岩性以紫红色砂质粘土为主，团块状，胶结致密，微含沙质，具塑性，透水性极弱，局部夹有半胶结的砂岩、泥灰岩及片状石膏结晶体，与下伏地层不整合接触。二叠系石盒子组粉砂岩、泥岩相对隔水层（P1-2sh）岩性以粉砂岩、泥岩为主（约占70%），夹薄层中粗砂岩，含少量砾石。在井田中除CS11孔外均有揭露，厚度0822.45m，平均厚度323.67m，为煤系上覆含水层与煤系含水层间的较好隔水层。石炭系太原组下段粉砂岩、砂质泥岩相对隔水层（C2t1）全井田均有分布，为煤系地层的底部，井田内有19个钻孔见到该组地层，只有D11-2号钻孔穿透。钻孔揭露厚度3.80200.69m，平均厚度40.09m。岩性主要为深灰、灰黑色厚层状粉砂岩、砂质泥岩，夹泥岩、细砂岩，下部夹薄层灰岩。该组地层一般不含水，隔水性较好为煤系含水层与煤系下伏含水层间的良好隔水层。（三）地下水的补给、径流及排泄条件1、第四系松散孔隙含水层，主要以大气降水补给为主，凝结水补给微弱，地下水径流条件受黄土和新近系粘土隔水层顶面形态控制，由高向低径流于低洼处，以蒸发排泄为主，沙层水、砂砾石层水沿粘土裂隙补给下伏含水层。2、新近系砂砾石含水层，砂砾石层厚度不均，富水性变化较大。受中部双井梁断层和东部的架子梁断层的控制和影响，地下水沿构造线近乎南北向迳流排泄。本层以大气降水补给为主，以相邻含水层的越流补给为辅，地下水径流缓慢，水力坡度约46。长城三号井田主井检查孔和风井检查孔分别进行了流速测向测量，主检孔210m以浅含水层流向为S192005ES2225W，流速为2.122.48m/d。表现特征为浅部含水层地下水流速大于深部含水层。风检孔对新近系砂土层及底部砾岩含水层进行了流速流向测量，流向为270（磁方位），190.0m处的流速为0.806 m/h，237.0 m处的流速为1.318m/h。3、基岩孔隙裂隙含水层井田内无基岩出露，主要接受上部含水层下渗补给和区域侧向补给，地下水沿基岩面由高向低运移，运移速度取决于含水层岩性，基底起伏形态、特征及水力坡度。各可采煤层顶底板除9煤层顶板为灰岩外，其余均以粉砂岩、泥岩为主，是各含水层间的相对隔水层。其变化规律明显，因沉积粒序的粒级不同，粒度横向上有交替变化，不具连续性，垂向上具分段性。含水层深部由于水的交替循环能力差，迳流缓慢，因而地下水矿化度较高，富水性弱，仅在断层裂隙、背斜轴部裂隙和风化裂隙附近含水层有一定程度的增强。在自然状态下本区地下水缺乏排泄通道，以承压方式储存于砂岩孔隙裂隙、薄层灰岩裂隙之中，矿井建设后的矿坑排水将成为主要的人为排泄方式。（四）充水因素分析根据井田水文地质条件，结合邻近生产矿井的水文地质条件特征和充水因素，本井田充水因素分析评述如下。1、大气降水根据鄂托克前旗气象局资料，本区多年平均降水量270.4mm，最大降水量38.7mm/月，降水多集中在69月，大气降水为第四系孔隙含水层的直接补给来源。由于本区干旱少雨、含隔水层交替发育、主要矿井充水含水层无地表露头分布等特点，大气降水与矿井涌水量、基岩水的水头高低关系不明显。2、相邻矿井水文地质特征及充水因素（1）长城一号：2007年12月投产，斜井开拓方式。已开采3煤、9煤，采用综采采煤工艺，全部跨落法顶板管理，20082012年矿井统计涌水量最大435m3/h，最小109m3/h，年平均132215 m3/h。（2）长城二号：2008年1月由新矿集团收购接管，采用斜井开拓，在建井过程中遇水较大，井筒施工工期拖延一年半。矿井于2009年10月矿井建成并试生产。开采山西组1、3、5煤层和太原组9煤层。矿井生产主要充水含水层为山西组和太原组煤层顶底板砂岩，以静储存量为主。矿井合计涌水量最大350m3/h，最小230m3/h，正常情况下涌水量在240250m3/h之间，主要水害有新近系砾岩水、煤层顶板砂岩水及老空积水。通过邻近矿井实际涌水来源分析，矿井开采后充水主要为采空区积水及煤层顶板含水层含水。3、地层及构造充水因素影响矿井的地下水主要为二叠系山西组砂岩裂隙水和石炭系太原组砂岩裂隙水，其次是二叠系石盒子组砂岩裂隙水和新近系砂砾石层孔隙水。其中包括：层状裂隙充水，构造裂隙充水和开采造成的裂隙充水。（1）层状裂隙充水主要分布于深部含水层，岩石成岩初期，当成岩时间较短时，岩石产生裂隙，且成层状分布于不同的岩性变化过程中，孔隙率约15%，构成了富集和储存地下水的条件。层状裂隙含水层的顶底板多由泥岩或粉砂岩隔水层构成，在适宜的条件下形成储水构造。由于裂隙发育的不均一性，不同地段岩层透水性和涌水量也有较大的差异，一般情况下，以静储存量为主，巷道最初揭露含水层时，涌水量较大，如果补给充足，持续时间较长，补给不足时，涌水量逐渐变小或者被疏干。（2）构造裂隙充水构造裂隙包括岩层褶皱、断层破碎带以及各种节理裂隙等，这些裂隙是主要储水富集带导水通道。因此，构造裂隙带充水对矿床开采和井巷工程常造成一定威胁。长城三号井田整体形态为向东倾斜的单斜构造，西高东低，地层倾角变化不大，双井梁逆断层以西约为524，双井梁逆断层以东约为519。区内存在4个背斜和3条区域断层，其中双井梁逆断层、架子梁逆断层和西部的黑梁逆断层把全区分割成叠瓦状的三片区域，断层东盘上升。受区内构造运动时场应力的牵引作用，在各条逆断层附近形成局部的背斜构造。井田内大的断层在纵向上均切穿了煤层，对煤层的连续性产生了破坏作用，断层带岩心破碎，断层两侧裂隙相对发育，含水性较强。建议在今后矿井开拓时，应加强对构造的控制及地下水动态观测工作，做好探防水工作。（3）开采造成的裂隙充水由于煤层开采后将引起上方岩层冒落所形成的冒落带及导水裂隙带，一旦延伸到上部含水层或剥蚀面时，将使各含水层间发生水力联系。特别是上部煤层开采后，必然导致矿区原有地下水流场发生改变而形成新的开采条件下的地下水流场。因此，各煤层在开采时产生的裂隙通道是矿床充水的主要因素。经对5煤和9煤开采后顶板冒落带及导水裂隙带高度计算，5、9煤层导水裂隙带（包括冒落带）最大高度远小于上覆基岩厚度，5煤层导水裂隙带最大高度仅切入到石盒子组底部，故5煤层充水以山西组砂岩裂隙水为主，石盒子组砂岩裂隙含水层次之。9煤层导水裂隙带最大高度切入到山西组上部，其充水主要为太原组、山西组砂岩裂隙含水层，上覆石盒子组、新近系及第四系含水层对9煤层充水影响较小。但由于本井田东部、西部各发育一条较大的断层，并伴生有次一级的小断层，应该考虑与上部含水层的导通性。4、奥陶系灰岩水对矿井充水威胁程度（1）奥灰顶界距离10煤底层间距上海庙矿区西区煤田范围内，共有5个钻孔见奥陶系灰岩，分别为长城三号井田D11-2奥灰地质孔、长城一号井田芒哈图勘探区2210奥灰地质孔、长城二号井田1303孔、长城六号主井检查孔和副井检查孔。通过钻孔资料，揭露奥灰顶界距离10煤底板间距339.85m560.03m，揭露奥灰厚度奥灰厚度23.0575.37m。岩性主要为石灰岩，岩性致密完整，岩溶裂隙不发育。各煤矿钻孔揭露10煤层及奥灰深度见表7-1-1。各钻孔揭露10煤层及奥灰深度统计表表7-1-1 钻孔深度间距长城三号井田D11-2孔长城六号主井检查孔长城六号副井检查孔长城一号2210孔长城二号1303孔钻孔孔口标高（m）+1270.125+1212.249+1213.083+1239.425+1237.732钻孔深度（m）1550.53743.69725.68643.611060.0710煤层（m）985.64352.50314.64188.95477.00层间距（m）533.46339.85359.81379.29560.03奥灰顶（m）1519.10692.35674.45568.241037.03奥灰厚度（未透）31.4351.3451.2375.3723.05（2）奥灰水水文特征长城六号主、副井检查孔详细水文观测情况如下：主井检查孔煤系及基底地层混合抽水试验抽水时孔深743.69m，揭露奥灰51.34m。抽水试验段包括太原组和奥陶系马家沟组，抽水段从253.12743.69m，段长490.57m，抽水孔径113mm。抽水试验结果：涌水量为1.636m3/h，平均动水位为155.46m，恢复水位为94.65m，水位降深60.81m，单位涌水量为0.007473l/s.m，为富水性弱的含水层。经计算，渗透系数K=0.02504m/d，R=96.24m。 副井检查孔煤系及基底地层混合抽水试验根据钻探和测井资料，该孔在314.64m处揭露10煤层，煤层厚度0.86m。抽水段从317.83725.68m，段长407.85m，揭露奥灰51.23m，抽水孔径113mm，抽水段包括10煤层以下和奥陶系石灰岩。抽水试验结果：涌水量为0.38m3/h，平均动水位为173.35m，恢复水位为52.73m（标高1160.35m），水位降深120.62m，单位涌水量为0.0008751l/s.m，为富水性弱的含水层。在主检孔抽水期间，对副检孔水位进行了加密观测，每2小时观测一次，副检孔的水位变化无影响。主检、副检煤系基底抽水过程中，由于煤系基底水量很小，达不到流量测井仪器的启动值，未流量测井。根据以上资料分析，矿井煤系基底奥灰为富水性弱的含水层。（3）奥灰水对煤层开采威胁程度分析据调查，位于本矿区西部约10km左右的黄河水面标高约11241105m，远低于长城六号副井检查孔10煤以下混合抽水试验水位标高1160.35m。由于缺乏本区实测奥灰水水位标高，为安全起见，设计依据批复的储量核实报告，以城六号副井检查孔10煤以下抽水试验水位1160.35m作为奥灰水位标高，保守计算突水系数。开采深度按0m标高，10煤层与奥灰顶界面的最小间距取长城六矿（横山堡矿井）主井检查孔间距339.85m，煤层倾角按最大24，计算奥灰顶界面水压11.6Mpa（按0m水平），计算工作面突水系数Ts：结合本井田奥陶系地层埋藏较深，10煤层与奥灰顶界面间的石炭系太原组主要为粉砂岩、砂质泥岩夹少量薄层泥岩、细砂岩和薄煤层等，隔水性较好。奥陶系岩溶不发育，抽水试验水量很小，且距可采煤层很远，在正常情况下不易补给煤系地层。以矿区间距最小的长城六矿（横山堡矿井）主井检查孔资料计算，10煤层在最大开采深度0m水平时突水系数值小于底板受构造破坏块段突水系数0.06，因此长城三号井田各煤层开采受煤系基底奥灰水的威胁很小。但由于奥灰灰岩富水性不均一，且井田内发育两条落差317447m的逆断层，在断层附近下盘煤层可能与上盘奥陶系石灰岩间距变小，因此，矿井在实际开采中应引起高度重视，同时进一步加强奥灰含水层水文的研究。三、矿井开采情况、开采方式方法、生产能力（一）矿井开采情况某某某矿设计生产能力500万吨/年。现井田开拓方式为立井多水平上下山开拓，某某某矿矿井设计能力500万吨/年，服务年限60.3年，采用立井多水平上山开拓方式，共设计主、副、风井3个井筒，矿井初步设计井巷总工程量为36899m，至2015年10月完成25282m，剩余11617m。（二）矿井设计生产能力某某某矿井年设计生产能力500万吨，2016年全年预计原煤产量240万吨。（三）开采技术条件1、可采煤层特征煤层特征一览表煤层号见煤点数可采点数可采指数（K）厚度变异系数（%）煤层结构可采性煤层间距（m）稳定性最小-最大平均（总数）最小-最大平均（总数）144200.450.18-2.280.8961较简单局部可采不稳定12.77-63.6543.933上36300.830.20-2.611.3744简单大部可采不稳定0.26-4.601.12344410.930.70-4.461.6752较简单全区可采较稳定0.37-20.552.65546461.000.79-7.103.3240较简单全区可采较稳定23.58-49.2333.98846240.520.19-2.080.8349较简单局部可采极不稳定16.44-45.8024.029上44441.000.84-4.911.7759简单全区可采不稳定0.29-3.911.03946461.000.73-4.952.2340较简单全区可采较稳定1.90-19.725.531046300.650.43-1.630.8734简单大部可采较稳定2、矿井瓦斯煤层瓦斯检测报告煤层钻孔号试验编号采样深度（m）瓦斯含量(mL/g)瓦斯成分（%）瓦斯分带CH4CO2CH4CO2N2C2C61ZK6瓦11231.600.000.020.003.2096.800.00CO2N2ZK15瓦11105.950.330.414.3313.5582.130.00CO2N23上CS20.000.630.004.3195.700.00CO2N2CS50.001.040.005.6394.370.00CO2N2CS70.800.2314.314.0681.020.61N2CH4CS90.201.211.527.4291.070.00CO2N23ZK6瓦21275.430.000.020.152.0797.780.00CO2N2CS70.250.791.845.9692.130.07CO2N2CS90.231.082.1111.5186.380.00CO2N25CS40.120.961.518.8088.700.99CO2N2CS71.450.2039.055.4254.850.68N2CH4CS90.241.061.579.0889.350.00CO2N2CS260.060.740.637.1791.960.24CO2N2ZK6瓦31278.230.000.020.004.1595.850.00CO2N2ZK12瓦11115.300.050.064.587.8587.570.00CO2N25ZK13瓦11447.900.080.153.4517.5579.000.00CO2N2ZK14瓦11132.200.070.129.4928.8061.710.00CO2N2ZK14瓦21137.300.090.0911.0522.2066.750.00N2CH4ZK15瓦21164.300.190.2414.2923.1562.550.00N2CH48ZK12瓦21154.200.130.139.7010.7579.560.00CO2N2ZK15瓦31202.600.400.419.9012.8477.260.00CO2N29上ZK12瓦31176.300.060.107.0619.6073.330.00CO2N2ZK13瓦21495.200.040.093.919.7986.290.00CO2N2ZK14瓦31194.900.040.133.7820.0576.170.00CO2N2ZK15瓦41225.200.470.4911.7217.9270.360.00N2CH49CS20.000.940.0110.0689.900.03CO2N2CS40.610.299.838.1381.400.64CO2N2CS50.000.240.003.2396.680.00CO2N2CS72.340.4039.346.6952.771.20N2CH4CS90.370.464.236.1483.630.00CO2N2CS260.020.660.2511.2588.400.10CO2N2ZK6瓦41359.360.000.011.353.6195.040.00CO2N27-3瓦11522.000.000.020.724.6894.590.00CO2N210ZK13瓦31502.200.060.123.5621.0575.390.00CO2N27-3瓦21525.000.000.020.162.6997.160.00CO2N2各可采煤层(1、3、5、8、9上、9、10号)瓦斯成分中：N2含量为52.7797.78%；CO2含量为2.0728.80%；CH4含量014.29%。据瓦斯分带标准，本区瓦斯分带为CO2N2带，但不排除瓦斯在局部地段富集（如ZK14、ZK15在5、9上煤层CH4含量11.0514.29%；CS7号钻孔3上、5、9煤CH4含量变化在14.3139.34%之间，属N2CH4带），形成灾害，故在未来矿井设计、开采中要加强瓦斯地质研究和瓦斯管理。综合各种资料分析，本井田属于低瓦斯矿井。3、煤尘爆炸性与煤的自燃倾向煤尘爆炸性根据中煤科工集团重庆研究院有限公司鉴定结果，某某某矿各煤层均有煤尘爆炸危险，具体情况如下：1煤层未做试验；3上煤层煤尘爆炸指数38.25%；3煤层煤尘爆炸指数37.21%；5煤层煤尘爆炸指数35.12%；9煤层煤尘爆炸指数40.77%。1.1.5.3.6.2煤的自燃倾向根据中煤科工集团重庆研究院有限公司鉴定结果，某某某矿各煤层均有煤尘爆炸危险，具体情况如下：1煤未做实验；3上煤自燃发火期43天，为自燃煤层；3煤自燃发火期53天，为自燃煤层；5煤自燃发火期59天，为自燃煤层；9煤自燃发火期56天，为自燃煤层。某某某矿可采煤层自燃倾向性等级为类自燃煤层级。为此，在矿井生产中要做到尽量少丢煤，并应加强通风，减少煤在空气中的暴露时间，防止煤层自燃现象的发生。要加强可采煤层自燃倾向性研究和管理工作。（四）矿井开拓方式、开采方式、方法主采煤层：即三、五、九层煤。开拓方式：矿井开拓方式为采用立井多水平上山开拓方式，采煤方法多为走向长壁式采煤，垮落法管理顶板，现开采深度+550m。采掘工艺：采煤方法均为走向长壁后采煤，采煤机落煤、装煤，采用综采液压支架支护顶板，垮落法管理顶板。掘进工作面多为综掘工作面，开拓、准备巷道支护方式以锚网喷支护为主，回采巷道主要以锚网带支护为主。 （五）2016年度主要生产水平、采区、工作面分布(接续表） 2016年度主要生产水平及采区目前矿井生产水平为+550m水平。开采煤层为三上、九层。开采工作面分别是1905S工作面。附：2016年采、掘工作面生产接续安排表2016年回采工作面接续表区队工作面编号采高（米）面长（米）走向长（米）储量（万吨）方出时间起止时间2016年计划（万吨）合计全矿300掘进煤30回采产量270综采1队1905S534520003752015.02.282015.07.01-2017.01.312702016年掘进工作面接续表区队施工地点设计长度（米）起止时间岩性断面(m2)掘进方式2016年计划（米）合计全矿13900 一队小计870一采9煤胶带上山20702015.08.13-2016.02.13半15.46机140一采9煤胶带上山机头硐室902016.02.14-2016.04.10岩21.2炮90机头基础2016.04.11-2016.04.300一采9煤辅运上山54002016.05.01-2017.05.15岩23.73机640二队小计29601904S回风巷24002015.11.01-2016.07.15煤20.28机18201904S切眼3002016.07.16-2016.09.15煤31.32机3001904S工作面调头硐室602016.09.16-2016.09.31煤19.8炮601903S回风巷26002016.10.01-2017.07.31煤19.8机780三队840一采辅运上山（7-10号绕道）54002015.08.13-2016.07.31岩23.73机490一采辅运上山（11-13号绕道）2016.08.01-2017.05.31岩23.73机350一采3煤辅运上山2017.06.01-2017.12.31岩23.73机0四队小计23401309N回风巷2015.10.01-2016.09.10半16.5机18601308N切眼1602016.09.11-2016.11.10半16.93机1601307N回风巷25002016.11.11-2017.09.10半16.5机320五队小计21401904S运输巷24002015.10.01-2016.02.15煤19.8机4201904S中间巷3602016.02.16-2016.03.31煤16.7机3601308N辅运联络巷2102016.04.01-2016.06.30岩20炮210一采区变电所绕道502016.07.01-2016.07.31岩16.7炮501904S运输巷24002016.08.01-2016.10.25煤19.8机8001904S运输巷机头硐室刷宽2016.10.26-2016.11.2501903S运输巷24002016.11.26-2017.08.31煤19.8机300六队小计720一采辅运上山5号联络巷2015.09.01-2015.11.30岩23.73机0一采辅运上山（10-11号绕道）54002015.12.01-2016.08.31岩23.73机480一采辅运上山（13-14号绕道）2016.09.01-2017.04.30岩23.73机240七队小计10809煤回风上山23802015.08.13-2016.09.30半24.29机1080八队小计25101308N运输巷2015.12.01-2016.09.25半14.71机21301307N运输巷24002016.09.26-2017.08.31半14.71机380九队小计440+550m爆炸材料库回风巷7402015.10.01-2016.08.10岩5.4炮440十队5煤回风上山尾工处理2015.08.13-2015.09.30一采5煤胶带上山尾工处理2015.10.01-2015.11.30一采5煤胶带上山机尾硐室及基础2015.12.01-2016.02.28四、矿井主要生产系统情况（一）通风系统矿井为中央并列通风方式，主井、副井进风，风井回风，风井安装2台FBCDZ31/2*710Kw型防爆对旋轴流式主要通风机，一台工作，一台备用，每台风机配2台YBF710M1-8型电机，电机功率2710Kw，电压10KV，额定风机转速740r/min，风量120310m3/s，静压300-5800Pa。矿井需风量为8819m3/min,风机实际排风量9546 m3/min，外部漏风150 m3/min，负压700Pa,等级孔7.3，各作业地点供风量满足生产需要。（二）排水系统长城煤矿排水系统由+550水平排至地面。+550中央泵房由7台排水泵经3趟377mm管路排至地面，水泵型号：MDS360-94*8，额定流量：360m3/h，正常涌水时三台工作，三台备用，一台检修；最大涌水时，五台工作。单趟管路排水能力为：865 m3/h，管路额定排水能力：2595m3/h，即泵房综合排水能力为：2595m3/h。（三）主运输系统1、主立井提升设备为一套ABB公司生产的JKM-56()塔式摩擦轮提升机，配一台6000kW AMZ2000UU16低速直联悬挂式交流同步电动机，使用ABB交-直-交变频控制系统。主井提升机最大提升速度13.09m/s ，井筒内装备一套42t外滚轮式底扇形闸门箕斗， 提升能力为5.79Mt/a（按每天提升15h计）。2、+550m水平南翼胶带大巷带式输送机南翼胶带大巷全长426米，坡度0-10，现安装有一部DTL160/250/3*450型带式输送机，电机功率3*450KW，运输能力2500T/h。3、一采区原煤运输系统1905S运输全长2250米，坡度5-15，现安装一部DTL140/250/3*450型带式输送机1部，电机功率3*450kW，运输能力2500T/h。4、 辅助运输系统我矿现有立井两条，担负着全矿排矸、运人、送料等任务。 副立井副井提升系统采用立井提升运输，安装JKMD-54（III）型落地式多绳摩擦式提升机1台，最大提升速度9.95m/s ，副井使用52钢丝绳4根，提升高度为698m,担负主要提升物料和人员任务，提升容器采用一对双层一宽一窄多绳罐笼，宽罐每层可乘人55人，窄罐每层可乘人35人，升降最大件重量38000kg。 主立井主井提升系统采用立井提升运输，主井井筒净直径6.0m，深度755m，提升高度744.4m。提升设备为一套ABB公司生产的JKM-56()塔式摩擦轮提升机，配一台6000kW AMZ2000UU16低速直联悬挂式交流同步电动机，使用ABB交-直-交变频控制系统。主井提升机最大提升速度13.09m/s ，井筒内装备一套42t外滚轮式底扇形闸门箕斗， 提升能力为5.79Mt/a（按每天提升15h计）。大巷运输系统井下主要运输大巷南翼轨道大巷，轨道线路双轨设计铺设30kg/m轻轨1025米，轨道轨距为900mm，安装DK930-4-15型单开道岔20组，DX930-4-1522型渡线道岔7组，JD930-4-1522型交叉渡线道岔1组，DC930-3-15型对称道岔1组，并全部实现气动控制。现井下配备2台CTY8-9P蓄电池电瓶车和1台CTY12-9P蓄电池电瓶车用于大巷机车牵引，选用MGC1.7-9箱式矿车用于物料装运。采区辅助运输系统我矿布置一条折返式巷道一采辅运上山，采用无轨胶轮车运输，既能减小巷道倾角，方便无轨胶轮车运行，一条巷道又能同时解决5层、9层两个主采煤层的辅助运输问题。现一采辅运上山已掘进完成1250米，巷道平均坡度5.5，装备1辆WCJS3Y材料车、2辆WCJS5Y材料车、1辆WCR 2人车、2辆在Z1210支架搬运车，实现首采面1905S工作面设备安装运输及人员运送。一采回风上山、1905S回风巷、南翼胶带大巷、9煤胶带上山等施工地点累计敷设单轨吊轨道4980米，安装单轨吊道岔7组，建设成单轨吊网络化运输系统，选用捷克芬瑞特DLZ110F-型单轨吊机车2部，德国沙尔夫DZ2200 3+1+3型单轨吊机车1部，实现各施工地点物料运送工作。（四）供电系统矿井工业场地设35KV变电所一座，35KV进线I回路来自焦化园110KV变电站，矿井35KV进线II回路来自上海庙沙章110KV变电站，运行方式为一回运行，一回带电备用。35KV变电所，采用室内布置，35KV主接线采用全桥接线。选用两台SFZ11-40000/35，40000KVA作为矿井主变压器，采用户外布置。正常情况下两台变压器一台工作，一台备用，当一台变压器故障时，另一台能保证矿井全部负荷供电。五、矿井“六大系统”概况（一）安全监测系统矿井装备KJ76N-J型安全监控系统，于2012年7月份投入使用，系统由山东淄博瑞安特自控设备有限公司生产，监控主机位于矿调度室。本矿井安全监控系统由地面中心站、现场分站、安全生产参数传感器、断电仪、报警器以及信息传输介质、网络通讯接口、避雷器等组成。对矿井生产环境中影响安全生产的参数和设备进行自动检测和闭锁控制，并在地面中心站计算机上进行集中显示、记录、报警和自动报表等。主要检测的参数有瓦斯浓度、风速、负压、温度、一氧化碳浓度、风门开关状态、风筒开关状态、主要设备开停等。同时在调度室能够对矿井通风系统的设备进行集中监测。（二）人员定位系统按照煤矿井下作业人员管理系统使用与管理规范(AQ1048-2007)的要求，某某某矿安装使用的井下人员定位系统是深圳市翌日科技有限公司出品的KJ571高精度人员定位系统。该系统是由地面主机、服务器、UPS和井下读卡主站、读卡辅站、定位卡等设备组成。地面主机、服务器和井下读卡分站接入矿井工业以太网，通过以太网完成数据传输。定位系统在地面调度中心的两台主机，互为备用，当工作主机发生故障时，备份主机要求能在5min内投入工作。3台主机均24h不间断运行。为保证系统不间断的工作要求，地面调度中心的电源按二级负荷进行设计，具有来自变电所不同母线段的两回电源。为保障调度中心电源和数据传输的安全可靠性，调度中心设有可靠的接地装置，配备电源避雷器和信号避雷器。为保证人员定位数据的历史记录和故障的分析处理与三级联网，地面中心站配备采集服务器与联网服务器，服务器设置在综合楼信息化机房内。联网主机装备防火墙等网络安全设备。该系统具有实时精确定位与显示功能、井下人员行走轨迹查询和回放功能。网络客户终端通过web浏览可实时查看井下人员的位置和分布情况。目前已安装读卡分站25台，覆盖了井底车场、+550大巷、采区辅运上山、采区胶带上山、工作面进回风巷、重点掘进工作面等地点，对矿井人员安全管理起到了重要作用。（三）紧急避险系统暂未装备（四）压风自救系统2010年12月完成3台095BR-T型喷油螺杆空气压缩机的安装调试，担负矿井压风供气的要求；各掘进工作面在距迎头50m范围内，安设压风自救装置，满足施工人员应急需求。（五）供水施救系统 井下采用消防、防尘、供水施救合一的供水管路系统，由地面消防水池采用静压供水，经副井井筒进入井下，井下供水管路在副井底通过减压阀与管路连接。各施工地点供水管路均为4