2016年煤矿灾害预防与处理计划

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1019KM，南北最长处约1218KM，面积8258KM2。某某某矿（沙章图）井田中心点的坐标为X4250000，Y36379000。（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11805M，相对高差1285M。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258405L/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1382623791M，平均18545M，煤层总厚度6912134M，平均1279M，主采煤层3上煤厚020261M，平均137M，5煤煤厚079710M，平均332M，9煤煤厚煤层厚度170473M，平均356M。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2704MM，年最大降水量4172MM，年最小降水量1473MM。年蒸发量27229MM。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258405L/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2055950M，平均厚度2071M，底部具含水砂砾石层，厚070550M，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0116602598L/SM，该砂砾层富水性中等。据了解第四系水位埋深8481600M（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08141000G/L，PH值为778805，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5456048M，平均1978M，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0007801406L/SM，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6048M。根据水质分析，该层水矿化度大于1G/L，含氟280MG/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（P12SH）砂岩含水层厚度02244M，平均5707M。据长城三号井田CS6、1502、D41钻孔及相邻矿井钻孔抽水试验，水位埋深16657552M，单位涌水量00008383009004L/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011923M，平均厚度7916M。本组的含水层平均厚度3507M，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、D133钻孔及相邻矿井抽水试验资料，该含水层水位埋深8597086M，单位涌水量0000156008476L/SM，富水性弱。矿化度4544G/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504610506M，平均厚度7766M，本组的含水层平均厚度3120M。据长城三号井田CS3、1502、D131钻孔及相邻矿井太原组抽水试验，单位涌水量000021006118L/SM，富水性弱，矿化度5055G/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D112钻孔揭露奥灰，揭露厚度3143M，9煤层底板下距奥灰顶53841M。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2305和7537M；长城六号主、副井检查孔揭露奥灰厚度分别为5123和5134M；9煤层下距奥灰顶3648538176M。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52739473M，副井检查孔水位标高116035M，涌水量0381636M3/H，水位降深608112062M，单位涌水量0000875000747L/SM，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826039732M，平均18067M，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（P12SH）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082245M，平均厚度32367M，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D112号钻孔穿透。钻孔揭露厚度38020069M，平均厚度4009M。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212248M/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），1900M处的流速为0806M/H，2370M处的流速为1318M/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2704MM，最大降水量387MM/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132215M3/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D112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33985M56003M，揭露奥灰厚度奥灰厚度23057537M。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711。各钻孔揭露10煤层及奥灰深度统计表表711钻孔深度间距长城三号井田D112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）12701251212249121308312394251237732钻孔深度（M）15505374369725686436110600710煤层（M）9856435250314641889547700层间距（M）5334633985359813792956003奥灰顶（M）151910692356744556824103703奥灰厚度（未透）31435134512375372305（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74369M，揭露奥灰5134M。抽水试验段包括太原组和奥陶系马家沟组，抽水段从2531274369M，段长49057M，抽水孔径113MM。抽水试验结果涌水量为1636M3/H，平均动水位为15546M，恢复水位为9465M，水位降深6081M，单位涌水量为0007473L/SM，为富水性弱的含水层。经计算，渗透系数K002504M/D，R9624M。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31464M处揭露10煤层，煤层厚度086M。抽水段从3178372568M，段长40785M，揭露奥灰5123M，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038M3/H，平均动水位为17335M，恢复水位为5273M（标高116035M），水位降深12062M，单位涌水量为00008751L/SM，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116035M。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116035M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33985M，煤层倾角按最大24，计算奥灰顶界面水压116MPA（按0M水平），计算工作面突水系数TS03724COS853961MPT1S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006，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603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厚度煤层间距（M）煤层号见煤点数可采点数可采指数（K）最小最大平均（总数）变异系数（）煤层结构可采性最小最大平均（总数）稳定性1442004501822808961较简单局部可采不稳定1277636543933上363008302026113744简单大部可采不稳定0264601123444109307044616752较简单全区可采较稳定03720552655464610007971033240较简单全区可采较稳定2358492333988462405201920808349较简单局部可采极不稳定1644458024029上444410008449117759简单全区可采不稳定0293911039464610007349522340较简单全区可采较稳定10463006504316308734简单大部可采1901972553较稳定2、矿井瓦斯煤层瓦斯检测报告瓦斯含量ML/G瓦斯成分（）煤层钻孔号试验编号采样深度（M）CH4CO2CH4CO2N2C2C6瓦斯分带ZK6瓦11231600000020003209680000CO2N21ZK15瓦111059503304143313558213000CO2N2CS20000630004319570000CO2N2CS50001040005639437000CO2N2CS708002314314068102061N2CH43上CS90201211527429107000CO2N2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CH4CO2CH4CO2N2C2C6ZK6瓦21275430000020152079778000CO2N2CS70250791845969213007CO2N23CS902310821111518638000CO2N2CS40120961518808870099CO2N2CS714502039055425485068N2CH4CS90241061579088935000CO2N2CS260060740637179196024CO2N2ZK6瓦31278230000020004159585000CO2N25ZK12瓦11115300050064587858757000CO2N2ZK13瓦114479000801534517557900000CO2N2ZK14瓦111322000701294928806171000CO2N2ZK14瓦2113730009009110522206675000N2CH45ZK15瓦2116430019024142923156255000N2CH4ZK12瓦211542001301397010757956000CO2N28ZK15瓦312026004004199012847726000CO2N2ZK12瓦311763000601070619607333000CO2N2ZK13瓦21495200040093919798629000CO2N2ZK14瓦311949000401337820057617000CO2N29上ZK15瓦4122520047049117217927036000N2CH4CS200009400110068990003CO2N2CS40610299838138140064CO2N2CS50000240003239668000CO2N2CS723404039346695277120N2CH4CS90370464236148363000CO2N2CS2600206602511258840010CO2N2ZK6瓦41359360000011353619504000CO2N2973瓦11522000000020724689459000CO2N2ZK13瓦315022000601235621057539000CO2N21073瓦21525000000020162699716000CO2N2各可采煤层1、3、5、8、9上、9、10号瓦斯成分中N2含量为52779778；CO2含量为2072880；CH4含量01429。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11051429；CS7号钻孔3上、5、9煤CH4含量变化在14313934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3825；3煤层煤尘爆炸指数3721；5煤层煤尘爆炸指数3512；9煤层煤尘爆炸指数4077。115362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2016年计划（万吨）区队工作面编号采高（米）面长（米）走向长（米）储量（万吨）方出时间起止时间合计全矿300掘进煤30回采产量270综采11905S534520003752015022820150701270队201701312016年掘进工作面接续表2016年计划（米）区队施工地点设计长度（米）起止时间岩性断面M2掘进方式合计全矿13900一队小计870一采9煤胶带上山20702015081320160213半1546机140一采9煤胶带上山机头硐室902016021420160410岩212炮90机头基础20160411201604300一采9煤辅运上山54002016050120170515岩2373机640二队小计29601904S回风巷24002015110120160715煤2028机18201904S切眼3002016071620160915煤3132机3001904S工作面调头硐室602016091620160931煤198炮601903S回风巷26002016100120170731煤198机780三队840一采辅运上山（710号绕道）2015081320160731岩2373机490一采辅运上山（1113号绕道）2016080120170531岩2373机350一采3煤辅运上山54002017060120171231岩2373机0四队小计23401309N回风巷2015100120160910半165机18601308N切眼1602016091120161110半1693机1601307N回风巷25002016111120170910半165机320五队小计21401904S运输巷24002015100120160215煤198机4201904S中间巷3602016021620160331煤167机3601308N辅运联络巷2102016040120160630岩20炮210一采区变电所绕道502016070120160731岩167炮501904S运输巷24002016080120161025煤198机8001904S运输巷机头硐室刷宽201610262016112501903S运输巷24002016112620170831煤198机300六队小计720一采辅运上山5号联络巷2015090120151130岩2373机0一采辅运上山（1011号绕道）54002015120120160831岩2373机480一采辅运上山（1314号绕道）2016090120170430岩2373机240七队小计10809煤回风上山23802015081320160930半2429机1080八队小计25101308N运输巷2015120120160925半1471机21301307N运输巷24002016092620170831半1471机380九队小计440550M爆炸材料库回风巷7402015100120160810岩54炮440十队5煤回风上山尾工处理2015081320150930一采5煤胶带上山尾工处理2015100120151130一采5煤胶带上山机尾硐室及基础2015120120160228四、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FBCDZ31/2710KW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YBF710M18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3005800PA。矿井需风量为8819M3/MIN,风机实际排风量9546M3/MIN，外部漏风150M3/MIN，负压700PA,等级孔73，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MDS360948，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865M3/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JKM56塔式摩擦轮提升机，配一台6000KWAMZ2000UU16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1309M/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579MT/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010，现安装有一部DTL160/250/3450型带式输送机，电机功率3450KW，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515，现安装一部DTL140/250/3450型带式输送机1部，电机功率3450KW，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JKMD54（III）型落地式多绳摩擦式提升机1台，最大提升速度995M/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60M，深度755M，提升高度7444M。提升设备为一套ABB公司生产的JKM56塔式摩擦轮提升机，配一台6000KWAMZ2000UU16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1309M/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579MT/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DK930415型单开道岔20组，DX93041522型渡线道岔7组，JD93041522型交叉渡线道岔1组，DC930315型对称道岔1组，并全部实现气动控制。现井下配备2台CTY89P蓄电池电瓶车和1台CTY129P蓄电池电瓶车用于大巷机车牵引，选用MGC179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55，装备1辆WCJS3Y材料车、2辆WCJS5Y材料车、1辆WCR2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DZ2200313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SFZ1140000/35，40000KVA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KJ76NJ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AQ10482007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095BRT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寸钢管，每50米设置一个阀门，钢管坚固耐用、抗腐蚀，满足应急供水需要。沿矿井各采掘地点全部安设新泰市长城通风安全仪器仪表有限公司生产的DSJ型供水施救装置,通过五级过滤，保障供水水质，安全系数更高。（六）通信联络系统某某某矿通信系统包括行政管理通信和生产调度通信系统。行政机和调度机分别设专用交换机。行政交换机采用的是深圳华为通讯技术有限公司生产的SOFT5500型数字程控交换机。调度通讯采用KTJ103矿用电话交换机，数字交换机用户线装机容量982线，调度通信系统装机容量128门，安装在矿调度中心办公楼机房，并配置大容量UPS电源二台，可保证整个系统在电网停电24个小时仍能正常工作。行政通讯系统和调度通信系统通过数字中继进行互联，两系统能够用户互拨，实现了井上下通信。井下电话采用的是KTH15型防爆电话机，主副井底、中央泵房、各个采区、掘进迎头等地点都安装了防爆电话机，实现了地面和井下的实时通讯，并且在泵房、地面降压站、井下中央变电所、地面通风机房还安装了直通电话，实现了专线联系。井下电话由中心机房交换机通过安全耦合器和保安排分别与副井口100对和主井口100对主干通讯电缆相连接，在井下各个片口及泵房设置分线盒连接到井下各个作业场所及重要岗位。为煤矿的安全生产提供了有力的保障。六、矿井主要灾害类型矿井主要灾害类型有矿井水害、矿井火灾、瓦斯灾害、煤尘灾害、硫化氢灾害、顶板灾害、提升运输灾害、停电停风灾害。所有这些灾害对矿井都具有较大的危害，因此，必须制定具有针对性的灾害处理计划，确保安全生产。矿井水灾本矿井为新建矿井，井田范围内无生产小煤窑，仅有矿井南边界紧邻的长城二号煤矿生产采空区，两矿已留有足够宽的隔离防水煤柱。通过矿井水文地质特征及充水因素分析，结合邻近周边生产煤矿实际生产情况，本矿井水患类型主要有煤系地层上覆含水层砂岩裂隙涌水。矿井火灾1、井下放炮作业、机械摩擦、电器设备运转不良、照明、照相摄影、使用电、气焊，胶带机、电缆、电气设备和存放的油脂、单轨吊运行及加油过程中均有可能引发矿井外因火灾。2、矿井所开采煤层均属自燃煤层，自然发火期短，最短自然发火期在4359天，采空区漏风、盲巷封闭不严、局部冒顶区及浮煤长期堆积都有引发矿井内因火灾的可能，特别是在工作面初采、末采、过断层、回撤期间，工作面推进速度慢，采空区内浮煤就容易氧化升温发生自然发火。影响发火的因素如下（1）内因火灾主要是煤层自然发火引起的火灾。主要发生在工作面开采线、停采线、石门见煤线、断层带，综采工作面两巷附近浮煤、工作面采空区、支架顶部浮煤，煤柱、封闭不良的采空区及掘进巷道高冒区等，此类火灾发火隐蔽，不易发现，危害严重，灾害的重点是9煤工作面。2015年开采的1905S面为综采工作面，采空区留有一定量的遗煤；1905S上下石门见煤点；工作面遇断层等地质构造复杂地带，以上几处地点如防火处理不当，都会产生氧化自燃。1905S工作面开采期间，如果推采速度过慢，后部浮煤会氧化自燃。（2）采空区封闭不及时，密闭破坏后不及时维修，造成采空区漏风，有可能引起自燃发火。（3）工作面的违章放炮、瓦斯煤尘事故也会引起火灾。（4）井下烧焊电气设备过热、过流短路、皮带运转、油开关爆炸等原因，也会引起外因火灾。（5）采掘工作面过断层处理顶板，如错误的采用注化学浆反应发热材料，本身不阻燃材料，对周围煤体加热后，也会降低煤层自燃的临界温度，缩短煤层的自然发火期，最后造成煤层自燃发火。瓦斯灾害根据地质报告各可采煤层瓦斯成分中N2含量为52779778；CO2含量为2072880；CH4含量01429。据瓦斯分带标准，矿井瓦斯分带为CO2N2带，属于低瓦斯矿井。2016年瓦斯防治的重点工作面为1308N运输巷、1308N回风巷掘进工作面。1、掘进工作面供风不足、局扇无计划停风或发生循环风，引起瓦斯超限。2、回采工作面风量不足，引起瓦斯超限。3、回采工作面上隅角瓦斯超限。4、启封盲巷、排放瓦斯不按措施施工造成瓦斯积聚。5、密闭墙漏风，导致瓦斯泄漏积聚；6、通风系统不合理。7、异常区瓦斯涌出量大，治理措施不到位。煤尘灾害根据中煤科工集团重庆研究院有限公司鉴定结果，矿井各煤层均有煤尘爆炸危险，3上煤层煤尘爆炸指数3825，3煤层煤尘爆炸指数3721，5煤层煤尘爆炸指数3512，9煤层煤尘爆炸指数4077。煤尘事故重点发生在采掘生产过程中，灾害的重点在采掘工作面。1、在采掘生产过程中，特别是在放炮、落煤、运输过程中，都会产生大量煤尘。2、沿煤掘进切眼产尘量较大，特别是三层煤放顶煤时，煤尘飞扬浓度可达到爆炸界限。3、通风方面，风速过高会引起采掘工作面和运输巷道煤尘飞扬，而风速过低，产尘点产生的煤尘排不出去增加浮尘量。4、主皮带运煤系统、采区运输机各转载点，如防尘不及时，也会造成煤尘飞扬。5、当煤尘含量到达爆炸界线，遇电器设备漏电产生的火花、放炮产生的火焰等引爆火源时，就会发生煤尘爆炸事故。硫化氢灾害矿井在施工1905S运输巷首次发现H2S气体，其后相继在1905回风巷、九煤胶带上山掘进工作面发现H2S气体。涌出现象主要发生在巷道掘进时期，巷道停工时期，未发现涌出。造成硫化氢异常的原因主要有1、掘进工作面供风不足、局扇无计划停风或发生循环风，引起硫化氢超限。2、回采工作面风量不足，引起硫化氢超限。3、回采工作面上隅角硫化氢超限。4、启封盲巷不按措施施工造成硫化氢积聚。5、煤层本身硫化氢赋存高，开采过程中造成超限；6、通风系统不合理。7、不执行硫化氢治理治理措施，治理效果差。顶板灾害顶板灾害类型主要有以下四个方面1、属于地质方面的有围岩松软或极易风化，如煤、页岩等，围岩节理裂隙发育；通过断层、褶曲等构造变动剧烈地带，岩层破碎，巷道穿过岩层的岩性突然发生变化，在其交界处易产生塌冒，如三层掘进工作面，三层顶板为泥岩；有害气体涌出，如瓦斯、煤尘，由于地压发生岩崩，地下水侵入，削弱了岩石的稳定性等。2、由于设计不合理造成的有巷道位置选择不当，使巷道处于松软岩层中，缺乏详细的地质和水文地质资料，使施工缺乏指导，缺少应变措施，支护形式与结构不合理，不足以承受地压等。3、施工管理方面的工作失误造成的有对巷道穿过松软岩层缺乏准备，施工措施不当或错误，不是一次成巷，围岩暴露时间过长，造成风化、松动、引起塌冒。支护不符合设计要求，不按作业规程要求施工，施工质量差，造成局部冒顶；工作面空顶距离过长，临时支护失效；在松软岩层中施工，炸药量使用过多，破坏了围岩的稳定性，不进行工作面敲帮问顶制度，对检查和处理浮石重视不够、不及时，引起浮石坠落等。4、由于我矿尚未进行煤层冲击性鉴定，9煤层（1905S工作面）作为冲击地压工作面进行预防防治。随着矿井巷道布置展开，矿井部分巷道出现压力大、顶板浆皮冒落现象，因此矿井也有发生顶板冲击地压灾害的可能性。提升运输灾害矿井机械化程度高，机电设备多，胶带、电缆敷设线路长，矿井主运采用皮带及箕斗提升，辅助运输使用轨道、无轨胶轮车、单轨吊等。平巷运输因操作不当易造成挤人事故；单轨吊运输主要存在单轨吊运输伤人事故、单轨吊使用不当或油料保管、加油造成火灾；带式输送机运输事故原因主要有断带、堆煤、飞带、失火等，刮板输送机运输事故原因主要有断链、机身翘起、堆煤等。矿井突然