煤矿防灭火专项设计

1--1-县镇煤矿防灭火专项设计工程规模：15万吨/年设计:审核:总工程师：矿长:县镇煤矿二○一三年三月附图目录：1、采掘工程平面图（1：2000）；2、避灾路线系统示意图；3、矿防灭火系统示意图。目录TOC\o"1-2"\h\z\u前言 -1-第一章矿井概况及安全条件 -4-第一节井田概况 -4-第二节安全条件 -7-第三节矿井设计概况 -16-第二章矿井煤层自燃情况 -26-第三章矿井防灭火方法及防治措施 -30-第一节设计拟采用的防灭火方法 -30-第二节防止煤层自燃预防措施 -30-第三节矿井防灭火方法及措施 -32-第四章井下外因火灾防治及装备 -44-第五章地面建筑防火 -61-第六章矿井发生火灾时的处理措施 -63-第七章矿井防灭火监测监控 -64-第一节束管监测系统 -64-第二节安全监测监控 -66-第八章矿山救护队 -78-第九章防灭火安全劳动定员及概算 -81-第一节防灭火安全劳动定员 -81-第二节概算 -82-县镇煤矿防灭火专项设计PAGE86-前言一、概述县镇煤矿属农村生活用煤续建项目（黔煤呈[2006]25号），于2008年5月取得贵州省国土资源厅颁发的《采矿许可证》（副本）证号5200000810287，生产规模15万吨/年。江苏省第一工业设计院有限责任公司于2008年10月编制了《县镇煤矿开采方案设计》，贵州省煤炭管理局以黔煤规字【2009】120号文件“关于对县镇煤矿开采方案设计的批复”予以批复；江苏省第一工业设计院有限责任公司于2008年11月编制了《县镇煤矿安全专篇》，贵州煤矿安全监察局盘江分局予以批复。矿井于2011年12月委托贵州淞源矿山开发技术咨询有限公司进行了《县镇煤矿开采方案设计（变更）》设计，于2011年12月21日获得批复，批复文号为黔能源发[2011]815号《关于对县镇煤矿（变更）开采方案设计的批复；贵州淞源矿山开发技术咨询有限公司2011年12月根据该设计编制了《县镇煤矿（变更）安全专篇》，并于2012年5月获得贵州煤矿安全监察局盘江监察分局的批复，批复文号为黔煤安监盘字【2012】77号），《关于对贵州省县镇煤矿（变更）安全设施设计的批复》。目前矿井正在联合试运转期间。矿井共有4层可采煤层，煤层编号从上往下依次为C17、C19、C25、C26。根据贵州省煤田地质局实验室2007年8月16日出具的《县镇煤矿C17、CC19煤层自燃倾向等级鉴定报告》，该矿C17、C19煤层属Ⅱ类自燃煤层；根据贵州省煤田地质局实验室2008年3月27日出具的《县镇煤矿C25、C26煤层自燃倾向等级鉴定报告》，该矿C25、C26煤层属Ⅲ类不易自燃煤层。根据贵州省煤田地质局实验室出具的煤矿C17、C19、C25、C26煤层自燃倾向性鉴定报告，C17、C19煤层属Ⅱ类自燃煤层，C25、C26煤层属Ⅲ类不易自燃煤层。因此，本次设计按Ⅱ类自燃煤层矿井设计和管理。二、编制设计的依据1、基础资料1）县镇煤矿《采矿许可证》（5200000810287）；2）贵州省煤田地质局实验室2012年8月所提交的盘县煤矿17、19号煤层煤炭自燃倾向等级鉴定报告；3）贵州省煤田地质局实验室2007年8月16日出具的《县镇煤矿C17、C19煤层自燃倾向等级鉴定报告》；4）、贵州省煤田地质局实验室2008年3月27日出具的《县镇煤矿C25、C26煤层自燃倾向等级鉴定报告》；5）贵州淞源矿山开发技术咨询有限公司2011年12月提供的《县镇煤矿开采方案设计（变更）》；6）贵州省能源局文件黔能源煤炭[2011]815号《关于对县镇煤矿开采方案设计（变更）的批复》；7）贵州淞源矿山开发技术咨询有限公司2011年12月提供的《县镇煤矿安全专篇（变更）》；8）贵州煤矿安全监察局盘江监察分局文件黔煤安监盘字【2012】77号《关于对县镇煤矿安全专篇（变更）的批复》；9）设计人员现场踏勘收集的矿井建设条件资料：水、电、交通以及建井材料等；2、法律、条例、规程、规范、细则1）《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399－2006）；2）《煤矿安全规程》（2012）；3）《矿井防灭火设计手册》；4）国家煤矿安全监察局发布的《煤矿（矿井、露天矿）初步设计安全专篇编制内容》。5）《煤矿安全监察条例》，中华人民共和国国务院令；6）《矿井通风安全监测装置使用管理规定》，中国统配煤矿总公司；7）《煤矿救护规程》，煤炭工业部。8）国家安全生产监督局，国家煤矿安全监察局令第五号，2003.7.4；9）《煤矿建设工程安全设施设计审查与竣工验收暂行办法》。10）国务院办公厅“关于进一步加强煤矿安全生产工作的通知”，国办法［2003］58号；11）国务院办公厅“关于深化安全生产专项整治工作的通知”，国办法［2003］60号；12）贵州省人民政府令第67号《贵州省防雷减灾管理办法》；13）贵州省气象局、贵州省煤矿安全监察局，贵州省煤炭管理局黔气发（2003）46号文《关于加强煤矿防雷安全工作的通知》。14）国务院【2005】446号令《国务院关于煤矿生产安全事故的特别规定（试行）》。15）国家局安监总煤矿字【2005】133号文《煤矿最大安全隐患认定办法（试行）》。16）国家局安监总煤矿字【2005】134号文《煤矿隐患排查和整顿关闭实施办法（试行）》。17）国家局安监总煤矿字【2005】135号文《煤矿安全培训监督检查办法（试行）》。18）《煤矿井下粉尘综合防治技术规范》，AQ1020—2006；19）《煤矿井下低压供电系统及装备通用安全技术要求》，AQ1023—2006；20）《煤矿用氮气防灭火技术规范》，MT/T701—1997；三、设计的指导思想1、体现安全第一、技术经济合理的原则。贯彻执行国家有关安全生产的法律、法规、规章、标准和技术规范。2、因地制宜的采用新技术、新工艺、新设备、新材料，提高矿井防灭火，确保煤矿安全生产。县镇煤矿防灭火专项设计第一章矿井概况及安全条件第一节井田概况一、交通位置及隶属关系县镇煤矿位于贵州省县镇的地久～花月安村寨附近，隶属县镇管辖。地理坐标：东经：105°05′37″-105°07′10″，北纬：7°37′02″-7°39′45″。矿区位于碧痕镇南西约10km、位于镇西约3km，距县城约25km、距晴兴高速公路约3公里，并有乡村公路经过矿区东侧，交通便利（详见交通位置图1-1-1）。图1-1-1县镇煤矿交通位置图二、自然地理条件1、地形地貌该区位于云贵高原乌蒙山区，属高原侵蚀地貌，地形切割强烈，该煤矿总体为剥蚀中山地貌，区内总体地势北高南低，最高点位于煤矿井田西北界拐点1附近山坡，标高+1478.8m，最低点位于井田南东界拐点2附近小河，标高约+1000m左右，相对高差为378.8m。矿区地形较陡，属中山地貌。有公路、居民点分布于矿区中部。含煤地层多被第四系坡积物覆盖。2、气候条件该区属亚热带季风气候区。据县气象局资料，该区属亚热带季风气候，温差大，季节性区分不明显，常年细雨绵绵，气压较低，湿度较大。据气象局资料，年均气温13.7℃，极高气温33.4℃,极低气温-6.9℃，年平均降水量为1438.9mm，夏季降水量为全年的84%。平均风速为2.3m/s，最高风速为14m/s。年平均相对湿度为78％。气候总的特点为：春迟夏短、秋早冬长，水热同季、干湿异期。属高原亚热带季风湿润气候。3、水系及主要河流区内属珠江水系支流北盘江右岸流域，因地势较高，中、小型冲沟发育，井田中部有一较大型冲沟，自北向南汇入矿区西面的下里河。井田内冲沟水流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小或干枯，流量主要受大气降水的控制。当地最低侵蚀基础面标高为+1070m。由于地形条件及雨源型溪谷的走向，矿区内“V”字型冲沟发育，有利于地表水排泄，旱季基本无水，雨季冲沟上游到冲沟下游水流量变化较大，明显受大气降水的控制。大气降水通过沟谷吸收、循环，排泄于井田西部边界外侧的下里河。4、经济概况矿区内工业落后，地方经济欠发达，劳动力资源比较充足，当地人民主要从事传统劳力耕作，农作物以水稻、玉米、小麦为主，经济作物为水果类。矿区周边煤炭工业的快速发展促进了附近经济的发展，改善了人民生活。近几年来，县加快了煤矿资源的开发和利用，带动了当地的以济发展。区内劳动力富余，因此发展煤炭开采业是其优势，在该区合理开发煤矿资源，具有极好的经济效益和社会效益。5、环境状况地震烈度根据《中国地震动参数区划图（GB18306-2001，1：400万）》，本地区地震烈度为Ⅵ度，地震动峰值加速度为0.05g，根据《建筑抗震设计规范》（GB50011-2010），抗震设防烈度为6度。三、主要自然灾害矿区主要自然灾害有顶、底板、瓦斯、粉尘、火灾、水害、冰雹、地表崩塌、滑坡、泥石流等。四、矿区水源、电源及通讯情况1、水源条件1）地表水生活用水水源：矿区东北部的小溪水，溪水水质好、流量大，溪水流量约30m³/h。矿井已修建取水点，能满足该矿井生产、生活消防用水量要求，经混凝沉淀、过滤、消毒后可作该矿井生活、消防用水水源，另外井下防尘和消防用水为同一供水系统，设计在工业场地东侧+1315m标高平台上布置450m³消防洒水水池一座和+1317m标高上设计布置100m³地面生活、消防备用水池一座。经污水处理池处理后的水进入消防洒水水池。由450m³消防洒水水池敷设DN80焊接钢管一趟至井下，确保井下防尘、消防用水。2）井下排水矿井正常涌水量：根据《资源/储量核实报告》，矿井正常涌水量30m³/h，最大涌水量82m³/h。2、电源条件矿井采用双回路供电，一回10kv电源引自镇35KV变电站Ⅰ段母线，线路规格为LGJ-70,线路长度为5.5km;另一回10kv电源引自镇35KV变电站Ⅱ段母线,线路规格为LGJ-70，线路长度为5.5km。3、通讯条件选用DDK-3A型程控电话交换机。井下通过安全栅成为本安型通信，井下和地面的重要部门可设置成直通用户。矿调度室安装与本地通信网络相联通的直拔电话，且应安装应急广播系统和无线通信系统，安装的无线通信系统应与调度电话互联互通。井下各采掘工作面、局部通风机安装处、绞车道各车场、井底车场、避难硐室等处各安装一台矿用电话机。地面各机房、主斜井及副斜井井口、生产部门办公室、主管生产安全的矿领导办公室等处各安装一台数字电话机。第二节安全条件一、地质构造及煤层特征（一）地层井田及其邻近出露地层有从二叠系中统茅口组至三叠系下统飞仙关组，现从老到新分述如下：1、二叠系中统茅口组（P2m）：出露不全，分布于井田东部，岩性为浅灰色～深灰色中厚层状、厚层状灰岩，含动物化石。（2、二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3β）分布于井田中东部，主要岩性为灰绿色玄武岩、拉斑玄武岩、暗绿色火山角砾岩及凝灰岩。上部夹中厚层状灰岩及含灰岩团块，含腕足类及海百合化石。厚度为230m，与下伏地层呈假整合接触。峨眉山玄武岩组是伴随早二叠世晚期东吴运动而发生的大规模基性熔浆喷溢的结果（华力西期岩浆岩），时代属晚二叠世早期，岩体呈层状分布于含煤地层之下，为含煤岩系的沉积基底，对煤层没有影响。3、二叠系上统龙潭组（P3l）井田内主要含煤地层，为一套海陆交互相沉积。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥质灰岩、煤层及灰岩组成，平均厚296m。具水平层理、波状层理、交错层理，含腕足类、瓣鳃类、介形虫等动物化石，含大羽羊齿、鳞木等植物化石及植物化石碎片、煤核等。组内连续沉积，含煤10～25层，一般20层左右，可采煤层4层。与下伏地层呈假整合接触。本组在地表上多为第四系地层覆盖，由于岩石及煤层松软易风化，地形相对平缓。根据岩性及其组合、沉积特征分为上、中、下三段。主要可采煤层C17、C19号煤层分布在上段，C25、C26号煤层分布于中段。中上部以含动物化石为主，下部多含植物化石碎片。4、二叠系上统长兴组（P3c）平均厚120m左右，即B1顶界至12号煤层顶界。岩性以灰色灰岩及浅绿色泥质粉砂岩为主，夹粉砂质泥岩、钙质泥岩及泥岩，具水平层理，含腕足类及瓣鳃类、蜒类动物化石，含植物化石碎片。含煤层2～5层，仅有一层厚度邻近可采。与下伏地层呈整合接触。本组地层在地表上常呈一小陡坎，顶上呈一小平台。5、三叠系下统飞仙关组（T1f）分布于井田西部。岩性主要为灰绿色、灰色、紫灰色、灰紫色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、灰岩等，具波状层理、交错层理，含瓣鳃类及腕足类动物化石，平均厚600m。组内连续沉积，与下伏地层呈假整合接触。6、第四系（Ｑ）：主要为坡积物、冲积物、岩石风化形成的土等，厚度为0～20m不等。（二）地质构造该煤矿位于碧痕营背斜轴部附近。地层总体走向南东，倾向南西，倾角7°左右。井田内发育一条走向近东西向转北东向的大断层，延伸于区外，为一平移断层，距离约100－1200m,对矿区煤层的破坏较大。二、煤层及煤质（一）煤层龙潭组为本矿区主要含煤地层，平均厚度为230m，含煤15～24层，一般20层，煤层厚度总计5.40～11.12m，平均8.26m。本矿区可采煤层C17、C19位于龙潭组上段，煤层厚度小计约4.60m，本段煤系地层总厚约76米；可采煤层C25、C26号位于龙潭组中段，煤层厚度小计约3.00m，本段煤系地层总厚约150m矿区主要可采煤层为C17、C19、C25、C26煤层，由上到下叙述如下：C17煤层：属中～厚煤层，煤层厚度变化不大。粒状为主含少量鳞片状及块状。煤层厚度2.00～2.20m，平均2.10m。一般含0-2层夹石，通常一层，结构简单，煤层层位稳定，厚度稳定。C19煤层：属中～厚煤层，区域煤层厚度变化大，具突然增厚及变薄现象。本区该煤层以块状为主，具少许粒状或鳞片状。煤层厚度2.30～2.70m，平均2.50m。一般含0-3层夹石，结构简单，煤层层位稳定，厚度稳定。C25煤层：属中～厚煤层，区域煤层厚度变化小，本区该煤层以粒状或块状为主。煤层厚度1.10～1.70m，平均1.50m。含炭质页岩夹矸1-2层，厚0.01-0.10m，结构简单，煤层层位稳定，厚度稳定。C26煤层：属中～厚煤层，区域煤层厚度变化大，具突然增厚及变薄现象。本区该煤层以块状为主，具少许粒状或鳞片状。煤层厚度1.10～1.70m，平均1.50m。含炭质页岩夹矸1-2层，厚0.05-0.10m，结构简单，煤层层位稳定，厚度稳定。综上所述，C17、C19、C25、C26煤层结构较简单，煤层稳定类型均为较稳定型煤层。煤层特征详见表1－2-1。表1—2-1煤层特征表煤层编号全层厚度（米）夹石层数可采程度稳定程度间距（米）煤层顶、底板最小～最大一般最小～最大一般最小～最大一般顶板底板C172.00—2.202.10～全井田稳定46.00泥质粉砂岩粉砂质泥岩C191.70—2.902.5～2全井田稳定粉砂岩

粉砂质泥岩C251.10—1.701.5～21全井田稳定泥质粉砂岩粉砂岩C261.10—1.701.51～21全井田稳定粉砂岩粉砂质泥岩（二）煤质1、煤的物理性质和煤岩特征矿区内各煤层的物理性质差异不大，呈黑色－灰黑色，以块状、粒状为主，局部为层状。以似金属光泽为主，金刚光泽次之。贝壳状断口，部份为参差状。常有不规则细粒状结构的煤岩出现，在强氧化带，煤岩结构往往转化为颗粒状结构；煤岩以条带状、粒状结构为主；主要为粉状及块状构造。质地较硬、性脆。其宏观煤岩类型以半亮型－光高型粉至块煤为主。区内煤岩以条带状、粒状结构为主，由镜质组分及镜质组分，惰性组分及惰性显微组分的矿物杂质组成，在煤岩中有机组分转化成的有益组合――凝胶化、丝炭化产物较多；有害组分――氧化矿石、硫化物、盐类矿物较少。煤岩组分分为有机组分和无机组分。有机组分分为镜质组和惰质组两大类。2、煤的容重C19、C19、K3、K4煤层的容重均为1.5t/m3。2、煤的化学性质矿区内C17煤层原煤属中灰、中高硫、特高热值无烟煤，C19煤层原煤属中灰、中高硫、特高热值无烟煤，C25煤层原煤均属中灰、中高硫、特高热值无烟煤，C26煤层精煤属中灰、中高硫、特高热值无烟煤。原煤化学分析结果见表1-2-2。表1-2-2煤层煤质特征表煤层灰分Ad挥发分Vdaf硫分St,d发热量（MJ/kg）备注C1722.529.972.0432.34MY3C1917.519.972.0432.34MY3C2516.029.101.9231.48MY3C2620.609.121.8533.25MY3三、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸性、煤层自然发火期和自然倾向性、地温情况（一）矿井瓦斯等级根据贵州省能源局文件黔能源发［2010］801号，《关于黔西南州煤炭局〈关于上报黔西南州2010年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告〉的批复》；贵州省能源局文件黔能源煤炭［2011］790号，《关于黔西南州煤炭局〈关于上报黔西南州2011年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告〉的批复》；贵州省能源局文件黔能源煤炭［2012］485号，《关于县工业和特色产业局〈关于上报县2012年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告〉的批复》；结果均为瓦斯矿井（详见1-3-1）。根据《县镇煤矿安全设施设计》采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测计算，上煤组瓦斯抽采前矿井相对瓦斯涌出量为31m³/t，绝对瓦斯涌出量为9.8m³/min，采煤工作面相对瓦斯涌出量为10.8m³/t，绝对瓦斯涌出量为3.24m³/mim，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.96m³/min。下煤组瓦斯抽采前矿井相对瓦斯涌出量为56.8m³/t，矿井绝对瓦斯涌出量为17.9m³/min，采煤工作面相对瓦斯涌出量为23.4m³/t，绝对瓦斯涌出量为7.02m³/mim，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为1.25m³/min。表1-2-3矿井瓦斯等级鉴定结果表序号矿井名称全矿井瓦斯全矿二氧化碳鉴定结论绝对量（m3/min）相对量（m3/t）绝对量（m3/min）相对量（m3/t）1煤矿（2010年度）0.2400.040低瓦斯2煤矿（2011年度）2.6100.700低瓦斯3煤矿（2012年度）5.8701.630瓦斯矿井矿井可采煤层4层，即C17、C19、C25、C26煤层，根据贵州省能源局文件（黔能源煤炭[2011]696号）《关于对县镇煤矿C19#煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复》，鉴定批复结论为：煤矿在鉴定范围ABCD（拐点坐标A：X=2837360，Y=35510420；B：X=2837263，Y=35510180；C：X=2836420，Y=35510408；D：X=2836698，Y=35510860）内的C19煤层没有突出危险性。其余C17、C25、C26煤层均没有作煤与瓦斯突出危险性鉴定，根据黔安监管办字[2007]345号文件《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》，矿井在突出矿区所在县（市、区、特区）范围内。因此，根据矿井的开拓布局，C19煤层在一采区（+1185m以上ABCD范围）按无突出危险区设计和管理，矿井按煤与瓦斯突出矿井设计和管理。（二）煤尘爆炸性矿井共有4层可采煤层，煤层编号从上往下依次为C17、C19、C25、C26。根据贵州省煤田地质局实验室2007年8月16日出具的《县镇煤矿C17、C19煤尘爆炸性鉴定报告》，该矿C17、C19煤尘没有爆炸性。根据贵州省煤田地质局实验室2008年3月27日出具的《县镇煤矿C25、C26煤尘爆炸性鉴定报告》，该矿C25、C26煤尘没有爆炸性。（三）煤层自燃等级倾向性矿井共有4层可采煤层，煤层编号从上往下依次为C17、C19、C25、C26。根据贵州省煤田地质局实验室2007年8月16日出具的《县镇煤矿C17、C19煤层自燃倾向等级鉴定报告》，该矿C17、C19煤层属Ⅱ类自燃煤层。根据贵州省煤田地质局实验室2008年3月27日出具的《县镇煤矿C25、C26煤层自燃倾向等级鉴定报告》，该矿C25、C26煤层属Ⅲ类不易自燃煤层。根据贵州省煤田地质局实验室出具的煤矿C17、C19、C25、C26煤层自燃倾向性鉴定报告，C17、C19煤层属Ⅱ类自燃煤层，C25、C26煤层属Ⅲ类不易自燃煤层。因此，本次设计按Ⅱ类自燃煤层矿井设计和管理。（四）地温情况井田内无地温异常现象，属地温正常矿井。（五）冲击地压地质资料中未提供冲击地压的相关资料，该矿井及周围矿井尚未发生过冲击地压。四、水文地质1、井田水文地质条件区内属珠江水系支流北盘江右岸流域，因地势较高，中、小型冲沟发育，井田中部有一较大型冲沟，自北向南汇入矿区西面的下里河。井田内冲沟水流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小或干枯，流量主要受大气降水的控制。当地最低侵蚀基础面标高为+1000m。由于地形条件及雨源型溪谷的走向，矿区内“V”字型冲沟发育，有利于地表水排泄，旱季基本无水，雨季冲沟上游到冲沟下游水流量变化较大，明显受大气降水的控制。大气降水通过沟谷吸收、循环，排泄于井田西部边界外侧的下里河。该矿井最低侵蚀基准面标高+1070m，该矿开采深度+1400m～+1000m，C17、C19、C25、C26煤层最低开采标高均位于当地最低侵蚀基准面标高以上。2、主要含（隔）水层类型矿区内出露的地层有第四系地层（Q）、三叠系下统飞仙关组（T1f）、二叠系上统长兴组（P3c）、二叠系上统龙潭组（P3l）、二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3β）、二叠系中统茅口组（P2m）。地层的岩性特征及含（隔）水层性能分述于下：1）第四系孔隙含水层(Q)：分布于矿区沟谷、地势低洼处及缓坡，为残坡积物、冲积物，灰黄色、灰褐色含砂、砾粘土和亚粘土，厚度0.5～8m。孔隙发育，含孔隙水，含水较弱，季节性变化大。2）三叠系下统飞仙关组碳酸盐岩岩溶含水层（T1f）：分布于井田西部。岩性主要为灰绿色、灰色、紫灰色、灰紫色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、灰岩等，具波状层理、交错层理，含瓣鳃类及腕足类动物化石，平均厚600m。组内连续沉积，与下伏地层呈假整合接触。溶蚀裂隙、溶洞发育，主要为溶洞水，富水性强。3）二叠系上统长兴组岩溶含水层（P3c）平均厚120m左右，即B1顶界至12号煤层顶界。岩性以灰色灰岩及浅绿色泥质粉砂岩为主，夹粉砂质泥岩、钙质泥岩及泥岩，具水平层理，含腕足类及瓣鳃类、蜒类动物化石，含植物化石碎片。含煤层2～5层，仅有一层厚度邻近可采。与下伏地层呈整合接触。本组地层在地表上常呈一小陡坎，顶上呈一小平台。溶蚀裂隙、溶洞较发育，含溶洞裂隙水，富水性中等。4）二叠系上统龙潭组裂隙含水层（P3l）井田内主要含煤地层，为一套海陆交互相沉积。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥质灰岩、煤层及灰岩组成，平均厚296m。具水平层理、波状层理、交错层理，含腕足类、瓣鳃类、介形虫等动物化石，含大羽羊齿、鳞木等植物化石及植物化石碎片、煤核等。组内连续沉积，含煤10～25层，一般20层左右，可采煤层4层。与下伏地层呈假整合接触。本组在地表上多为第四系地层覆盖，由于岩石及煤层松软易风化，地形相对平缓。根据岩性及其组合、沉积特征分为上、中、下三段。主要可采煤层C17、C19号煤层分布在上段，C25、C26号煤层分布于中段。中上部以含动物化石为主，下部多含植物化石碎片。该地层含水性与导水性差。但由于矿区岩石节理、岩层层理发育，在矿井采掘和矿山采煤活动的影响下，岩石节理、层理裂隙发展，将改变龙潭含煤地层的含水性与导水性。5）二叠系上统峨眉山玄武岩组裂隙含水层（P3β）分布于井田中东部，主要岩性为灰绿色玄武岩、拉斑玄武岩、暗绿色火山角砾岩及凝灰岩。上部夹中厚层状灰岩及含灰岩团块，含腕足类及海百合化石。厚度为230m，与下伏地层呈假整合接触。峨眉山玄武岩组是伴随早二叠世晚期东吴运动而发生的大规模基性熔浆喷溢的结果（华力西期岩浆岩），时代属晚二叠世早期，岩体呈层状分布于含煤地层之下，为含煤岩系的沉积基底，对煤层没有影响。该地层节理裂隙不发育，含水性与导水性差。6）二叠系中统茅口组岩溶含水层（P2m）：出露不全，分布于井田东部，岩性为浅灰色～深灰色中厚层状、厚层状灰岩，含动物化石。地下水赋存和运移以溶洞、溶蚀裂隙流为主，含水不均一，富水性强。矿界范围内最下面一层可采煤层（C26煤层）距茅口灰岩顶界大于200m，茅口灰岩强含层对矿界范围内的煤层开采影响很小。2、矿床水文地质条件1）地下水补给、迳流、排泄（1）补给大气降水是区内地下水的主要补给来源，其补给方式和补给强度受岩性、地貌及地质构造的综合影响，在非可溶岩分布地带，大气降水部份沿裂隙或孔隙补给地下，大部份则形成地表迳流汇入矿井东侧小河。（2）迳流矿区地表水分水岭（也是地下水分水岭）大致由南向北，矿井位于分水岭北坡脚，区内地下水沿南北迳流，以裂隙水、岩溶水为主。（3）排泄区内地下水的排泄主要是以泉或深部渗流的形式排泄。2）主要构造破碎带对矿井充水的影响该煤矿位于碧痕营背斜轴部附近。地层总体走向南东，倾向南西，倾角7°左右。井田内发育一条走向近东西向转北东向的大断层，延伸于区外，为一平移断层，距离约100－1200m,对矿区煤层的破坏较大，对矿井充水有一定影响。3）充水因素地表水排泄条件尚好，矿区内处于台地边缘，近似于由东向西的地表分水岭将大地降水分为南、北两方向排泄。从目前生产矿井和老窑调查的结果看，矿坑的充水水源为大气降水、地表水和老窑积水。矿坑的充水主要是大气降水、老窑积水通过裂隙进入矿坑，裂隙发育地段矿坑充水会有所增加，因此，为了防止老窑积水渗入矿坑，应留足隔水安全煤柱。当地区域侵蚀基准面海拔高程为+1070m，该矿开采深度+1400m～+1000m，C17、C19、C25、C26煤层最低开采标高均位于当地最低侵蚀基准面标高以上。4）地下水埋藏特征矿区地处局部分水岭地带，地势相对较高，地下水位埋藏较深，其静水位埋藏深度为24.38～116.00m，海拔高程为1525.77～1630.64m，埋藏形式以潜水为主。5）矿床充水因素分析（1）充水水源①地下水区内含矿层位为上二叠统龙潭组第一段第二亚段（P3l1a）、上二叠统龙潭组第二段（P3l2），和上二叠统龙潭组第三段（P3l3）；其主要含裂隙水，直接顶层为上二叠统长兴—大隆组（P3c+d），含溶隙、裂隙水，由于其间各层地下水导水性、连通性能差，以裂隙含水层充水为主，即属裂隙充水矿床。②老窑积水区内分布有较多的老窑，为当地居民开采自用煤形成，采坑长几十米至160米不等，多为斜坑，由于时间较长，现又进行了封闭，均汇聚了一定的老窑积水，是矿床充水水源之一，对矿坑的安全构成威胁。③地表水区内地表水主要为其东侧（矿区外）径流至猪场坝而流入落水洞的一条小溪流,其流量约为16L/s,在落水洞流入标高为1317m,为区内最低侵蚀基准面,对矿床充水影响极小。6）充水方式矿床主要充水水源（地下水、老窑积水）与矿体直接接触，地下水通过裂隙、溶隙直接进入矿坑，故矿床为直接充水矿床。3、水文地质类型综上所述，矿区内无较大地表水体，大气降水是地下水主要的供给水源，大气降水和老窑积水是矿坑的主要充水水源。矿区水文地质条件复杂程度属中等类型。4、矿井涌水量根据《资源/储量核实报告》，矿井涌水量最大25m³/h，最小5m³/h，由于矿井《资源/储量核实报告》提交时间为2007年11月。根据本次设计人员资料收集和现场调查，目前矿井最大涌水量达30m³/h，正常涌水量为15m³/h，已远大于《资源/储量核实报告》提供的涌水量，因此本设计采用矿井最大涌水量达30m³/h，正常涌水量为15m³/h做为矿区未来涌水量预测的依据。根据矿床水文地质条件及其开采矿坑充水因素分析，选择水文地质比拟法，预测其矿区正常与最大涌水量。第三节矿井设计概况一、工程性质县镇煤矿属农村生活用煤续建项目，生产规模15万吨/年。二、井田开拓开采（一）井田境界贵州省国土资源厅2008年5月颁发的县镇煤矿采矿许可证（副本）证号5200000810287，该矿矿界由10个拐点坐标圈定（拐点坐标见表1-3－1），开采深度+1400m至+1000m标高，矿区面积10.0646km²。矿区走向长约2.75km，倾斜宽约1.72km。该矿井与其它矿井无矿权争议。表1－3-1煤矿矿区范围拐点坐标表拐点号XY0283950035509400128395003551200022836270355120003283627035511300428346703551130052834670355108806283450035510880728345003551005082837000355100509283700035509400开采标高：+1400m——+1000m，矿区面积：10.0646km2（二）资源/储量根据贵州省国土资源厅2007年12月13日下发的黔国土资储备字[2007]626号关于《贵州省县煤矿资源/储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明文件；贵州省国土资源勘测规划院2007年11月28日下发的黔国土规划院储审字[2007]621号《贵州省县煤矿资源/储量核实报告》矿产资源评审意见书；核实截至2007年9月止，县煤矿+1400m--+1000m标高范围内的保有资源量2035.0万吨。其中：推断的内蕴经济资源量（333）831.0万吨，预测的潜在资源量（334）？1204.0万吨。其中：1、矿井地质资源量（334？）＝2035.0（万吨）2、矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量＝（332）+（333）×0.8＝187+748×0.8＝785.4（万t）3、矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量＝矿井工业资源/储量－永久煤柱损失785.4-（23.2＋31.36＋21.8＋5.6＋7.76+2.56+9.1+6.7+14.1+16.1）＝652.6（万吨）4、矿井设计可采储量矿井设计可采储量＝（设计利用储量－保护煤柱损失）×采区回采率＝（693.12－21.8）×80%＝537.06（万t）（三）井田开拓方式、采区布置及主要设备1、井田开拓方式矿井采用斜井开拓，布置有主斜井、副斜井、回风斜井三个井筒。主斜井铺设胶带输送机运输煤炭，副些铺设轨道作辅助运输，回风斜井安设主要通风机作专用回风，原煤通过胶带输送机运至工业场地，然后装车外运。主斜井井口坐标为X：2836861，Y：35510751.5，井口标高+1246，井筒方位角80º，井筒倾角9º，布置在C19煤层底板岩石中，全长约483m，巷道为半圆拱，锚喷支护，巷道净宽3.3m，净高2.8m，净断面积为8.0m²。副斜井井口坐标为X：2836902.6，Y：35510752.2，井口标高+1247.6，井筒方位角80º，井筒倾角7º，沿C19煤层倾向布置，全长约495m，巷道为半圆拱，锚喷支护，巷道净宽3.3m，净高2.8m，净断面积为8.0m²。回风斜井井口坐标为X：2836940.2，Y：35510747.92，井口标高+1249.3，井筒方位角80º，井筒倾角7º，沿C19煤层倾向布置，全长约500m，巷道为半圆拱，砌碹支护，巷道净宽4.2m，净高3.3m，净断面积为12.0m²，贯通形成开拓系统。在副斜井+1229.9m标高按约350º方位角沿C19煤层布置了1C1901回风巷，巷道为矩形，锚杆支护，巷道净宽3.0m，净高3.0m，净断面积为9.0m²，全长约418m；在副斜井+1215.4m标高按约350º方位角沿C19煤层布置了1C1901运输巷，巷道为梯工棚支护，巷道净上宽2.2m，净下宽3.2m，净高2.2m，净断面积为6.0m²，全长约418m，并开1C1901切眼贯通形成了通风系统。在井底+1173.5m标高布置了一个水泵房、管子道和水仓。矿井共划分为二个煤组三个采区开采，C17、C19煤层划为上煤组，C25、C26煤层划为下煤组，开采上煤组时划分为一个采区，即一采区，开采下煤组时划分为二个采区，即二采区和三采区。前期开采上煤组时采取斜井开拓，共有三个井筒，即主斜井、副斜井和回风斜井，工业场地选择在矿井中部C19煤层露头线附近。井筒特征见表1-4-2。表1-3-2矿井井筒特征表顺序名称单位主斜井副斜井回风斜井1井口坐标Xm28368612836902.62836940.2Ym35510751.535510752.235510747.92井口标高m+1246+1247.6+1249.33方位角度8080804断面净m28.08.012.0掘进m28.68.614.35长度m4834955006倾角（坡度）度9777井筒装备胶带输送机22kg/m轨道备注通信、信号电缆动力电缆等压风及动力电缆等瓦斯抽采管路、洒水管路2、水平、采区划分及水平标高该矿共有4层可采煤层，煤层编号从上往下依次为C17、C19、C25、C26煤层，C17煤层下距C19煤层顶界约46m，C19煤层下距C25煤层顶界约60m，C25煤层下距C26煤层顶界约15m。设计依据煤层间距，将可采煤层划分为上、下煤组，C17、C19煤层作为上煤组联合布置采区进行开采；C25、C26煤层作为下煤组联合布置进行开采。根据煤层赋存及矿井实际情况，全矿井划分为二个水平，上煤组水平标高为+1173m，下煤组水平标高为+1200m，划分为三个采区，即一采区、二采区和三采区。采区间的开采顺序：一采区→二采区→三采区。煤层间的开采顺序为从上往下，即C19→C17→C25→C26。区段间的开采顺序为区段下行式（四）井筒、井底车场及大巷运输1、井筒1）主斜井主斜井安设皮带，承担矿井煤炭的运输及进风等任务，坡度9°,半圆拱形毛断面8.6m2，净断面8.0m2，锚喷支护，全长483米。2）回风斜井回风斜井作矿井专用回风井，承担矿井总回风、铺设瓦斯管路等任务，坡度7°，半圆拱形，毛断面14.3m2，净断面积12m2，砌碹支护，全长500米。3）副斜井副斜井铺设22Kg/m轨道，承担设备、材料、矸石运输及兼进风等任务。坡度7°,半圆拱形，净断面积8m2，毛断面积8.6m2；砌碹支护，全长495米。2、井底车场及大巷井底车场布置在主斜井、副斜井、回风斜井底部，本矿开采一采区时无水平大巷和。（五）采煤工艺及主要设备1、采煤方法采用走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。2、采煤工艺采煤工艺采用MG132/320-W型可调高采煤机，高档普采3、工作面落煤方式采用采煤机落煤。4、工作面运输方式采煤工作面运输巷使用1台SZB630/40型刮板机转载煤炭。采煤工作面使用1台SGB630/150型刮板机运输煤炭。5、工作面顶板管理工作面支护目前采用DWX28-30/100型单体液压支柱和HDJA－1200型金属铰接顶梁联合形成支架对顶板进行支护，工作面采用“四·五”排控顶，全部垮落法管理顶板。排距1.2m，柱距0.7m，最大控顶距6.2m，最小控顶距5.0m，放顶步距1.2m。6、主要设备配备1）回采工作面设备配备采面选用MG132/320-W型双滚筒可调高采煤机落煤，其参数为：采高范围1.3～3.0m、煤层倾角：≤50°、供电电压：1140V、电机功率：320kW、滚筒直径：1.4、截深：630mm、牵引速度：0～5.5m/min。采煤工作面SGB-630/150型可弯曲刮板输送机，装机功率2×75kw，运输能力250t/h。装煤前刮板输送机；选用转载机：SZB-630/40型桥式转载机，运输能力250t/h，电压等级660V，功率40kW；采煤工作面运输巷选用2SP650/55KW型胶带输送机，带宽650mm、运量180～250t/h、功率55kW、电压660V。采面采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护。回采工作面主要设备配备见表1-3-3。表1-3-3回采工作面主要设备配备表2）掘进工作面设备配备设计布置二个掘进工作面，两个掘进工作面均配备ZMS－12T型煤电钻，并配备ZDY-750型钻机（探水、抽采钻孔施工），FBD№5.6/2×11型局扇和65QUF25－10－2.2潜水泵。配备一台SGB-420/30型刮板机转载，配备一台DSJ65/10/2×22型皮带机运输。掘进工作面设备配备详见表1－3－4，

表1-3-4掘进工作面主要设备配备表（六）采区巷道布置1、采区巷道布置矿井开拓系统形成后，三条井筒兼作三条上山两侧布置采煤工作面和掘进工作面作双翼开采，通过石门或斜巷联系C25、C26煤层；后期开采下煤组时，在C26煤层底板岩石中布置底板瓦斯抽采巷，对C25、C26煤层瓦斯进行预抽。底板瓦斯抽采巷预抽开采层瓦斯达标后，通过石门或斜巷连接C25、C26煤层，再沿煤层布置回采工作面运输巷、回风巷至采区（井田）边界，通过切眼贯通上、下巷，构成回采工作面进、回风系统，形成矿井生产系统。首采工作面布置在一采区北翼C19煤层中，接替工作面布置在一采区南翼C19煤层中，主斜井与工作面运输巷采用运输斜巷连接，副斜井与工作面运输巷采用轨道石门（斜巷）连接，回风斜井与工作面回风巷采用回风斜巷连接，工作面回风巷标高＋1229.4m，运输巷标高＋1219.0m，区段间留设小煤柱，采用沿空掘巷的方式进行接替，设计以一个高档普采工作面保证矿井生产能力，2、巷道掘进1）巷道断面及支护形式根据各类巷道的不同用途，满足运输、管线敷设、通风及行人安全、安全生产的要求，确定其断面形式及大小，根据巷道服务年限及围岩岩性，决定其支护方式。岩层巷道采用料石砌碹和锚喷支护；服务年限较长的主斜井、副斜井、回风斜井及石门等巷道采用砌碹或锚喷支护，根据实际情况对破碎段应加强支护，工作面运输巷和回风巷煤层巷道采用锚网或梯工钢支护，采取的支护形式必须保证安全。三、矿井通风1、矿井通风方式根据开拓部署及井下巷道的布置，矿井采用中央分列式通风。2、通风方法矿井通风方法为机械抽出式，掘进工作面为压入式。3、矿井反风矿井反风方式为通风机反转反风。四、提升、通风、排水、压缩空气及瓦斯抽放设备1、提升设备1）副斜井提升设备副斜井选用一台JTK-1.2×1.0型单筒提升绞车，完成设备、材料、矸石运输，其技术参数：最大静拉力30KN，容绳量690m，提升速度2.0m/s，滚筒1200×1000，电机功率55KW，电压380V。2）主斜井运输设备主斜井使用1台DTL80/20/2×90型输送机运输煤炭，其技术参数：输送距离573m,提升高度34.2m，倾角δ＝9º，带宽B=800mm，带速v=2m/s，输送量Q=200t/h，胶面整芯阻燃输送带1250S，电动机功率2×90kW，380V。辅助运输采煤工作面运输巷使用1台2SP650/55KW-500m可伸缩型胶带机运输煤炭，其技术参数：输送距离418m，带宽650mm，带速2m/s，输送量200t/h，橡胶面整芯阻燃输送带680S，电动机功率55kW，660V。采煤工作面运输巷使用1台SZB630/40型刮板机转载煤炭。采煤工作面使用1台SGB630/150型刮板机运输煤炭。2、通风机（1）主要通风机矿井主要通风机选择FBCDZ№16型防爆轴流式风机二台，一台工作、一台备用。风量28.3～62.8m3／S，风压2650-702pa，转速988r/min，电机功率为75×2kw。（2）局部通风机掘进工作面局部通风机选用FBDNo5.6/2×11型对旋轴流式局部通风机，功率：2×11kW，风量：3.3～7.0m3/s。掘进头采用”双风机、双电源”，并实现运行风机和备用风机自动切换，供电实行“三专二闭锁”。3、瓦斯抽采泵矿井地面瓦斯抽放泵房安设四台瓦斯抽放泵进行瓦斯抽放，高低负压各为压两台，型号均为2BEC-420型，抽放泵参数为：功率132kw，最大抽气量110m3/min，极限压力16000Pa。矿井在回风井安设两趟瓦斯抽放主管，直径Φ300mm的钢管。支管为Φ250mm的。4、排水设备选用D125-25×6型离心水泵3台，其中：正常涌水量时，一台泵工作，一台泵备用,一台泵检修；最大涌水量时，二台泵工作，一台泵备用；水泵工况点参数为：流量Qm=101m3/h，扬程Hm=129m，电压660V，功率55kw，效率ηm＝0.775。5、压风设备选用两台螺杆式压缩机。型号为G110OSKF-8，流量20m3/min，排气压力0.8Mpa，电机功率110kw。主管选择管径为φ100×4无缝钢管，支管选择管径为φ50×4无缝钢管。五、供电及通讯（一）供电电源矿井采用双回路供电，一回10kv电源引自镇35KV变电站Ⅰ段母线（大地线），线路规格为LGJ-70,线路长度为5.5km;另一回10kv电源引自镇35KV变电站Ⅱ段母线（大碧线）,线路规格为LGJ-70，线路长度为5.5km。（二）电力负荷矿井生产能力为15万吨/a，斜井开拓，全矿安装设备74台(件)，其中工作设备56台(件)；设备总容量2410.7kw，其中工作容量1812.7kw；计算有功负荷为1216.40kw，无功负荷841.57kvar，视在负荷1479.14kVA，最大负荷年利用小时数为5000小时，矿井年耗电5169700.00kwh，综合电耗为34.46kw·h/t煤。（三）供电方式在矿井工业场地负荷集中地段设置10kv变配电所向地面及井下电器设备供电。1、地面供配电主斜井地面10/0.4kV变电所全室内布置,10kV室选用14台KYN28A-12(Z)型10kV金属铠装柜，其中设置2套390kVar高压无功功率补偿装置，高压共补偿390kVar，功率因素提高到0.942，控制室设三台PK-10控制柜，实现对10kV高压配电装置的保护和控制。设计采用微机综保，断路器操作电压为直流220V，弹簧操作。10kV变电所馈出10kV线路9回，其中供下井5回、地面低压动力变压器2回、电容器2回，均为电缆出线。10/0.4kV变电所低压系统向工业场地内低压负荷供电，低压计算负荷为：有功功率：457.80kW无功功率：171.69kVar功率因素COSΦ＝0.936视在功率：488.90kVA低压室选用两台S11-630/1010/0.4kV630kVA变压器、11台GGD型配电柜向地面低压设备配电。2、井下供配电井下设计2台KS11-50/1010/0.69kV100kVA矿用变压器为局扇专用变压器，2台KS11-400/1010/0.69kV400kVA矿用变压器为采面运输顺槽刮板机、调度绞车、采面回风顺槽设备、掘进头1设备、掘进头2设备等设备配电；1台KBSGZY-500移变为采面采煤机和刮板机供电。为地面供电的电力变压器中性点接地，为井下供电的矿用变压器中性点不接地。（四）矿井通讯及信号1、行政及调度通信设计选用DDK-3A型程控电话交换机。井下通过安全栅成为本安型通信，井下和地面的重要部门可设置成直通用户。矿调度室应安装与本地通信网络相联通的直拔电话，且应安装应急广播系统和无线通信系统，安装的无线通信系统应与调度电话互联互通。2、井下通信井下通信信道均为音频电话输送，下井电缆为两根MHUVV—10×2×0.8型矿用电缆，沿主斜井引入井下。矿井主斜井检身房、副斜井检身房、井底车场、运输调度室、井下避灾硐室等主要机电设备硐室和采掘工作面，应安装电话。矿井地面变电所和地面通风机房、瓦斯抽采站的电话，应能与矿调度室直接联系。依照≤煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）≥紧急避险设施内、井下主要水泵房、井下中央变电所和突出煤层采掘工作面、爆破时撤离人员集中地点等，地方，必须设有直通矿井高度室的电话。距掘进工作面30～50米范围内,距采煤工作面两端10～20米范围内，采掘工作面的巷道长度大于1000米时，在巷道中部应安设电话。机房及入井通信电缆的入井口处应具有防雷接地装置及设施（五）井下人员考勤定位系统矿井安装一台KJ251A型人员考勤定位管理系统,本系统与瓦斯监测监控系统共享平台，通过增设KJ251-F8型多功能分站和KGE116B型员工电子识别卡和考勤定位软件，下井人员携带KGE116B型人员标识卡即可实现矿井人员跟综定位及考勤管理。清楚掌握井下人员的位置及活动轨迹，为安全生产调度及事故抢险提供科学依据。

第二章矿井煤层自燃情况一、矿井煤的自燃倾向性类别、煤的自燃发火期及其资料来源与可靠性评价。1、矿井煤层自燃倾向性类别该矿共有4层可采煤层，煤层编号从上往下依次为C17、C19、C25、C26。贵州省煤田地质局实验室2007年8月16日出具的《县镇煤矿C17、C19煤层自燃倾向等级鉴定报告》，C17、C19煤层属Ⅱ类自燃煤层。贵州省煤田地质局实验室2008年3月27日出具的《县镇煤矿C25、C26煤层自燃倾向等级鉴定报告》，C25、C26煤层属Ⅲ类不易自燃煤层。表2-1-1煤层自燃倾向等级鉴定报告表煤层号工业分析（%）全硫煤吸氧量自燃性结论Mad%Aad%Vad%焦渣特征St，d%㎝2/克C171.4722.529.9722.040.88Ⅱ类C191.6517.519.3022.460.96Ⅱ类C253.818.375.3021.821.29Ⅲ类C264.049.115.7221.991.37Ⅲ类2、煤的自燃发火期及其资料来源与可靠性评价。矿井煤层的自燃性相关指标的分析，主要依据了井田地质报告提供的相关实验数据，并结合了邻近生产矿井的实际情况，基础资料可靠，可以作为矿井防灭火设计的依据。贵州省煤田地质局实验室是具有相应资质的鉴定单位，其鉴定结果可靠性较高，资料来源基本可靠。二、煤的自燃分析预测煤的自燃预测分析见下表2-1-2。表2-1-2煤的自燃分析预测表自燃因素基本特征该矿条件分析及说明煤的炭化程度煤的自燃倾向性随煤炭的变质程度增高而降低。挥发分含量越高，煤层自燃倾向性越强。一般来说，褐煤易于自燃，烟煤中长烟煤危险最大，贫煤及挥发分含量在12%以下的无烟煤难以自燃。矿区可采煤层属无烟煤，煤层挥发分9.10～9.97％。煤难以自燃煤岩成分煤岩成分包括有丝煤、暗煤、亮煤和镜煤。煤层中有集中的镜煤和亮煤，特别是含有丝煤时，煤的自燃倾向性就大；而暗煤多的煤，一般不容易自燃。地质报告未提供煤的组分及各煤岩成分含量及比例建议补作。煤的含硫量含硫成分越多，吸氧能力越大，越易自燃；含黄铁矿、黄铜矿结构较多，也具有自燃危险性。该矿区内可采煤层属中-高硫。硫含量比较高。煤的破碎程度煤的破碎程度大，增加了煤的氧化表面积，煤的氧化速度加快，容易自燃。脆性与风化率大的煤易于自燃。地质报告未提供煤的破碎程度资料。建议补作。煤的水分水分能加速煤的氧化过程，同时使煤体疏松，造成细微裂缝，加大吸氧能力，并降低着火温度，但过多水水分可抑制煤的氧化作用。煤层原煤水分1.21～2.07%。水分对煤层自燃有一定影响。温度随着温度的升高，氧化作用加剧。温度由30℃升高至60℃时，吸氧能力要增加3～10倍，如果温度升高到临界值（70～80℃），则开始迅速氧化，并积极增高温度，导致燃烧。该井田属于正常地温。但要随时随地预测预报井下温度变化情况。影响不大，但要控制作业、设备、环境等发热引起升温。地质构造煤层厚度与倾角较大，开采时煤炭损失、破碎程度大，以及围岩等受到破坏，形成裂隙，而煤层较厚还易于局部储热，矿井自燃危险性也愈大。煤层倾角7°，属近水平中厚煤层。由于该矿煤层为近水平中厚煤层，存在一定丢煤，因此，会影响煤层自燃，需要采取措施引起注意。尤其在地质构造带更应该注意。开拓开采条件及通风方式矿井开拓方式和开采方法及通风方式选择不合理，往往造成丢煤多，煤柱破碎，漏风严重，增加自燃的可能性。该矿采用斜井开拓；采用走向长壁式采煤法，后退式回采，全部垮落法管理顶板；分区式通风。尽量少丢煤及破坏煤柱，并防止丢煤区及采空区等漏风根据以上分析，C17、C19、C25、C26煤层自燃性可能性不大，但煤层有无自燃倾向性主要以鉴定报告为准，因此，本设计以贵州省煤田地质局实验室出具的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》为依据。第三章矿井防灭火方法及防治措施第一节设计拟采用的防灭火方法根据《煤矿安全规程》第二百三十二条规定：开采容易自燃和自燃煤层的煤层时，必须对采空区、突出和冒落孔洞等空隙采取预防性灌浆或全部充填、喷洒阻化剂、注阻化泥浆、注凝胶、注惰性气体、均压等综合预防煤层自燃发火的措施，编制相应的防灭火设计，防止煤层自然发火。矿井火灾分为内因火灾和外因火灾，内因火灾是由煤层自燃引起的火灾，外因火灾是由外部火源，如明火、电缆着火、电弧火花、瓦斯或煤尘爆炸、放炮等引起的火灾。矿井火灾的主要危害有产生大量的有害气体，引起瓦斯和煤尘爆炸、毁坏设备和资源。贵州省煤田地质局实验室2007年8月16日出具的《县镇煤矿C17、C19煤层自燃倾向等级鉴定报告》，该矿C17、C19煤层属Ⅱ类自燃煤层。贵州省煤田地质局实验室2008年3月27日出具的《县镇煤矿C25、C26煤层自燃倾向等级鉴定报告》，该矿C25、C26煤层属Ⅲ类不易自燃煤层。根据贵州省煤田地质局实验室出具的煤矿C17、C19、C25、C26煤层自燃倾向性鉴定报告和煤的自燃分析预测。本次设计按Ⅱ类自燃煤层进行设计和管理，选择喷洒阻化剂的防灭火方法，并配备一套选择JSG-8型矿井自燃发火束管监测系统，用于井下煤层自燃的预报。第二节防止煤层自燃预防措施应根据矿井煤层自然发火的特点、开拓开采方式、先进适用的科技成果，选择适宜的开拓开采和通风方式，确定预测预报自然发火的方法，火灾监测系统设置等。本矿井采用斜井开拓方式，主要开拓巷道包括主斜井、西翼进风斜井及回风平硐井筒、井底车场、石门等主要开拓巷道多布置在岩层内；支护形式采用锚网喷、砌碹，工作面顺槽均沿煤层布置，支护形式采用梯形棚，煤层巷道均考虑了封闭措施，并要求加强维护，严防冒顶。矿井在生产和建设过程中，应根据煤层的暴露情况合理调整煤层巷道的支护形式，原则是：及时封闭暴露的煤层或尽量缩短暴露时间，从而减轻煤层自燃的可能性和煤层瓦斯的涌出。尽量不掘和少掘设计外的辅助性巷道，及时密闭采空区和废弃巷道，以避免风流紊乱、串风、漏风，从而达到预防煤层自燃的目的。一、开拓开采方面的措施1、根据《煤矿安全规程》（2011）第二百二十九条“对开采容易自燃、自燃的单一厚煤层或煤层群的矿井，集中运输大巷和总回风巷布置在岩层内或不易自燃的煤层内”和第二百三十条“开采容易自燃和自燃煤层（薄煤层除外）时，采煤工作面必须采用后退式开采，并根据采取措施后的煤层自燃发火期确定采区开采期限”之规定，本矿采用斜井开拓，主斜井布置在C19煤层底板岩石中，副斜井与回风斜井虽然布置在C19煤层中，但支护方式为锚喷和砌碹，把煤层与空气进行了有效隔绝。2、设计采煤方法为走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板，C17煤层平均厚2.1m，C19号煤层平均厚为2.5m，C25和C26煤层平均厚为1.5米，采用高档普采。这种长壁式采煤法回采率高，巷道布置比较简单，便于加快回采速度，缩短采空区暴露时间。开采过程中可以提高资源回采率，加快推进速度，采后立即封闭采空区，在时间和空间上减少了煤炭的氧化，降低了自然发火的可能。开采时，应尽量减少采空区残煤，尽量少留煤柱或不留煤柱，提高资源回采率，以利于预防采空区煤层自燃。及时密闭采空区和受采动影响的不可采煤层。合理进行顶板管理，使采空区尽快压实。生产中，采掘工作面应编制专项防火设计和开采作业规程，并遵守有关规范或规定。二、通风方面的措施采煤工作面采用“U”型通风方式。采煤工作面结束后，必须在45天之内及时将采空区进行封闭，并保证密闭墙的施工质量，保证不漏风，长期不用的老巷，废巷要及时密闭，杜绝采空区，老巷长期处于微风状况而引发煤层自燃。在使用较长的巷道揭煤段及永久硐室，应采用毛石砌旋并进行拌浆，将巷道内的煤层进行密封，以防煤层自燃。矿井每个区段都应有独立的回风道，降低矿井总风阻，增大矿井的通风能力，减少漏风，易于调节风量，且发生火灾时便于控制风流，隔绝火区。另外，井下的风门、调节风门等通风设施均布置在巷道围岩坚固、地压稳定的地点，通风构筑物设置地点的正确选择，同样也对预防煤层自燃有一定的积极作用。在通风方面应采取以下措施：1、采煤工作面回采结束后，及时打上密闭墙，封闭采空区。密闭上方必须留设观察孔，下帮设“U”型放水管。2、加强对封闭墙的检修与维护，防止因密闭墙损坏导致漏风引起煤层自燃。3、为保证安全，应配备水位器、温度计、CO监测器，随时监测采空区CO浓度、温度等，一旦发现异常情况，及时采取措施，防止煤层自燃。4、在回采工作面回风巷距石门20～30m处设置防火监测站并建立监测系统，建立自然发火预测预报制度，随时对回采工作面温度、一氧化碳、烟雾等进行监测，一旦发现煤层自燃预兆，及时采取措施，保证安全生产。三、监测方面的措施监测监控方面采用配备一套JSG-8型型矿井火灾预报束管监测系统，用于井下煤层自燃的预报。第三节矿井防灭火方法及措施一、矿井防灭火方法的选择目前，我国的防灭火方法主要有灌浆防灭火、氮气防灭火、阻化剂防灭等多种防灭火方法。防灭火方法的优缺点详见表3－3－1。表3－3－1防灭火方法比较序号防灭火方法优点缺点备注1灌浆防灭火目前是我国使用较广泛的一种行之有效的预防煤炭自燃的方法黄土耗量大，且存在破坏耕地和环境污染等问题。本矿按自燃煤层考虑，不需采用灌浆防灭火。2氮气防灭火常规的防灭火方法，工艺简单。液氮的制取、贮存和运输设备不仅投资大，制液氮成本高。对于像这样的小型煤矿不经济。3阻化剂防灭火阻化效果好，货源充足，运贮方面，使用较广泛，比较经济。阻化剂对金属设备有腐蚀作用本矿适合采用阻化剂防灭火，需严格控制阻化剂的浓度，采用防腐措施。矿井火灾是煤矿五大灾害之一，其危害程度不言而喻，根据贵州省煤田地质局实验室2007年8月16日和2008年3月27日出具的《县镇煤矿C17、C19、C25、C26煤层自燃倾向等级鉴定报告》，C17、C19煤层属Ⅱ类自燃煤层、C25、C26煤层属Ⅲ类不易自燃煤层。本设计C25、C26煤层按Ⅲ类自燃煤层设计及管理，C17、C19煤层按Ⅱ类自燃煤层设计。因此，设计选择以喷洒阻化剂防灭火系统为主的综合防灭火方法，并建立完善的火灾监测系统。（本次设计选择的防灭火方法只是针对开采一采区C17、C19煤层，开采二、三采区C25、C26煤层主要加强防治外因火灾措施及设施即可）。阻化剂灭火方法矿井采用斜井开拓方式，采用三个采区开拓全井田，以一个采区一个机采工作面，两个掘进工作面达到设计生产能力。主斜井布置在C19煤层底板岩石中，副斜井、回风斜井布置在C19煤层中，主、副斜井和回风斜井在+1202.9m标高贯通形成一采区开拓系统。在井底+1173.5m标高布置水泵房和主副水仓。三条井筒兼作三条上山两侧布置采煤工作面和掘进工作面作双翼开采。三条井筒间距为30m，以石门（斜巷）联系C19煤层，在一采区北翼布置11901首采工作面，在一采区南翼布置11902回风巷和11902运输巷两个掘进工作面，以作接替工作面。采煤方法采用走向长壁采煤法，采煤工艺采用机采，采煤工作面采用一台刮板机运输，采掘工作面进风、回风巷采用梯工棚或锚网支护。井田划分为三个采区开采，先采一采区，再依次开采二采区、三采区，即采区间开采顺序为一采区→二采区→三采区。矿井共有4层可采煤层，煤层编号从上往下依次为C17、C19、C25、C26煤层，其中一采区范围内开采C17、C19煤层，一采区开采顺序为：C19→C17，二、三采区范围内开采C25、C26煤层，二、三采区按由上往下开采顺序为：C25→C26。1、设计依据1）煤的物理化学性质矿区内各煤层的物理性质差异不大，呈黑色－灰黑色，以块状、粒状为主，局部为层状。以似金属光泽为主，金刚光泽次之。贝壳状断口，部份为参差状。常有不规则细粒状结构的煤岩出现，在强氧化带，煤岩结构往往转化为颗粒状结构；矿区内C17煤层原煤属中灰、中高硫、特高热值无烟煤，C19煤层原煤属中灰、中高硫、特高热值无烟煤，C25煤层原煤均属中灰、中高硫、特高热值无烟煤，C26煤层精煤属中灰、中高硫、特高热值无烟煤。2）阻化剂的物理化学性质在化学上，凡是能减小化学反应速度的物质皆称为阻化剂(inhibitors)。（1）其作用机理是：①增加煤在低温时的化学惰性，或提高煤氧化的活能；②形成液膜包围煤块和煤的表面裂隙面；③充填煤柱内部裂隙；④增加煤体的蓄水能力；⑤水分蒸发吸热降温。实质是降低煤在低温时的氧化速度，延长煤的自然发火期。（2）阻化剂的评价指标及其影响因素我国目前采用阻化率和阻化寿命作为衡量阻化剂的两个指标。①阻化率我国抚顺煤科分院建议，含硫量小于２％的煤采用煤样在阻化前后放出ＣＯ气体的相对变化量作为评定指标；含硫量大于２％的煤（一般称为高硫煤）采用煤样在阻化前后放出ＳＯ2气体的相对变化量，作为评定指标。此指标称之为阻化率。测定阻化率时要准备两种煤样：一种经过阻化剂处理过的煤样；另一种是原煤样分装在两个试管中；其粒度为0.35～0.66ｍｍ，重量70ｇ。实验条件保持一定。测定反应试管释放的ＣＯ或ＳＯ2气体的浓度，按下式计算阻化率:E=100(A-B)A，%式中：E——煤的阻化率，%;A，B-分别为原煤样和阻化煤样在规定的实验条件下氧化5小时放出的CO(pmm)或SO2(mg)。阻化率越大，说明阻化剂对煤氧化的阻止作用越大。②阻化剂的阻化寿命阻化剂喷洒至煤体表面后，从开始生效至失效所经过的时间叫阻化剂寿命。单位为月。单位时间内阻化率下降值叫阻化剂的衰减速度，以Ｖ表示，单位为％／月。阻化剂的寿命可用下式表示：τ＝Ｅ／Ｖ阻化剂寿命是一个重要指标。为了达到有效的预防自然发火，阻化寿命不应小于自然发火期。阻化寿命可以二次或多次喷洒以及保持环境具有较高的湿度等措施来延长。3）矿井周围的地理环境区位于云贵高原乌蒙山区，属高原侵蚀地貌，地形切割强烈，该煤矿总体为剥蚀中山地貌，区内总体地势北高南低，最高点位于煤矿井田西北界拐点1附近山坡，标高+1478.8m，最低点位于井田南东界拐点2附近小河，标高约+1000m左右，相对高差为378.8m。矿区地形较陡，属中山地貌。4）水源（1）泉水矿区东北部的小溪水，溪水水质好、流量大，溪水流量约30m³/h。矿井已修建取水点，能满足该矿井生产、生活消防用水量要求，经混凝沉淀、过滤、消毒后可作该矿井生活、消防用水水源，另外（2）井下水根据相关专业资料，矿井正常涌水量：根据《资源/储量核实报告》，矿井正常涌水量30m³/h，最大涌水量82m³/h，经混凝沉淀处理消毒后，主要作该矿井生产用水水源，不足部分井下生产用水由该矿井生活用水水源（泉水）补给。5）气候条件矿区属亚热带季风气候区。据县气象局资料，该区属亚热带季风气候，温差大，季节性区分不明显，常年细雨绵绵，气压较低，湿度较大。据气象局资料，年均气温13.7℃，极高气温33.4℃,极低气温-6.9℃，年平均降水量为1438.9mm，夏季降水量为全年的84%。平均风速为2.3m/s，最高风速为14m/s。年平均相对湿度为78％。气候总的特点为：春迟夏短、秋早冬长，水热同季、干湿异期。属高原亚热带季风湿润气候。6）煤层顶底板岩石性质煤层顶板以泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩为主，稳定性较好，在节理或小断层发育地段，其稳定性与抗压强度降低，应加强顶板管理和支护。煤层底板以泥质粉砂岩、泥质岩类软质岩，稳定性较差，局部地段存在泥化和膨胀现象(俗称“底鼓”)，在底板管理中应采取相应措施，消除底板软岩危害。2、阻化剂选择目前最常用的阻化剂有：氯化钙（CaCl2·H2O）、氯化镁（MgCl2·6H2O）、氯化铵（NH4Cl以及水玻璃（xNa2O·ySiO2）等。从目前的应用结果来看，氯化钙、氯化镁、氯化铝、氯化锌等氯化物对褐煤、长焰煤和气煤有较好的阻化效果；水玻璃、氢氧化钙对高硫煤有较高的阻化率。结合该矿的实际情况，选用氯化钙作阻化剂。3、喷洒压注工艺系统目前我国煤矿常用机动性、半永久和永久性三种喷洒压注系统。1）机动性喷洒压注系统这种系统是将喷洒压注设备和阻化剂溶液池安装在矿用平板车上采用电动或气动两种动力方式喷洒压注阻化剂。（1）电动喷洒压注装置有直径50.8mm胶管或铁管，从3D—5/40拉杆泵接到防灭火地点，并与喷嘴和封孔器连接。由电动机启动，拉杆泵进行压注和喷洒，该系统工艺简单，施工快，投资小，机动性大，工艺系统示意图如图3—3—3所示。EMBEDAutoCAD.Drawing.17图3—3—3电动喷洒系统示意图1—供水管；2—药液车；3—水泵上药液管；4—拉杆泵；5—50.8mm输药液管；6—压力表；7—水泵底座；8—闸门；9—38.1mm胶皮输药管；10—喷枪；11—喷洒管；12—采空区（2）气动喷洒压注装置在井下有压气系统的矿井，利用风压作动力，将配制好的阻化剂溶液装入密封灌内，从阀门控制的排出口由38.1～50.8mm铁管或耐压胶管将压气灌和喷枪（19.1mm）或封孔压注器相连接使之形成系统，依靠压气进行喷洒或压注。气压一般为（4～6）×98.0665kPa。2）半永久性喷洒压注系统这种系统是在采区上下山或硐室内设置贮液池（一般为15～20m3）和注液泵，由38.1mm或50.8mm铁管铺设到进、回风巷直至工作面上下口。贮液池内阻化剂溶液（或药剂溶解后），由注液泵压至工作面进行喷洒或压注，也可向上、下顺槽破裂煤壁进行压注防灭火，工艺系统如图3—3—4所示。该系统能为几个工作面服务，服务年限较长。3）永久性喷洒压注系统在地面设置永久性贮液池，用50.8～76.2mm铁管从贮液池铺设到进、回风巷道直至采煤工作面上下口，利用自然压头进行喷洒或低压压注。该系统适用于开采深度较浅井田范围不大的中小型矿井，系统如图3—3—5所示图3—3—4半永久喷洒系统示意图1—供水管路；2—药液池；3—水泵上药液管；4—往复拉杆泵；5—压力表；6—50.8mm输药液管；7—38.1mm输液胶管；8—喷洒管；9—喷枪；10—闸门；图3—3—5永久喷洒系统图1—贮液池；2—回风井；3—回风斜井；4—北翼回风巷；5—南翼回风巷；6—工作面；7