安全工程毕业设计论文平煤二矿150万t新井设计含全套CAD图纸

姓名：学号：学院：应用技术学院专业：安全04-2班设计题目：平煤二矿150万t新井设计专题：平煤二矿庚组煤开采地下水防治技术指导教师：职称：副教授2008年6月毕业设计任务书学院应用技术学院专业年级安全04-2班学生姓名任务下达日期：2008年1月11日毕业设计日期：2007年3月16日至2007年6月15日毕业设计题目：平煤二矿150万t新井设计毕业设计专题题目：平煤二矿庚组煤开采地下水防治技术毕业设计主要内容和要求：按安全工程毕业设计大纲要求，完成平煤集团二矿150万吨新井设计。专题为平煤二矿庚组煤开采地下水防治技术，翻译为3000字符的英译汉文章。全套设计，联系153893706院长签字：指导教师签字：毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（①基础理论及基本技能的掌握；②独立解决实际问题的能力；③研究内容的理论依据和技术方法；④取得的主要成果及创新点；⑤工作态度及工作量；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：成绩：指导教师签字：年月日毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（①选题的意义；②基础理论及基本技能的掌握；③综合运用所学知识解决实际问题的能力；③工作量的大小；④取得的主要成果及创新点；⑤写作的规范程度；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：成绩：评阅教师签字：年月日毕业设计答辩及综合成绩答辩情况提出问题回答问题答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字：年月日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人：年月日摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分是平煤二矿150万吨新井设计。全篇共分五章：矿井概述及井田地质特征、井田开拓、采煤方法及采区巷道布置、矿井通风与矿井安全技术措施。平煤二矿位于河南省平顶山市。矿井总面积为10.68m2。主采煤层为己15、己17、庚20煤。厚度分别为3.5m，3.2m，5.7m。己15、己17煤层相距23.3m，己17、庚20煤层相距62.21m。煤层倾角平均为7度。矿井工业储量为181.47Mt，可采储量为137.92Mt。矿井设计年生产能力为1.5Mt，服务年限为66年。矿井正常涌水量为172.49m3/h矿井开拓方式为单水平开拓。主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。采煤方法为走向长壁综合机械化开采，工作面长为188m。矿井设置一个生产工作面和一个备用工作面。采用可伸缩式胶带输送机运煤，采用矿车运输物料等。矿井服务年限内采用中央分列式通风。专题部分介绍了平煤二矿庚组煤开采地下水防治技术。关键词：工业储量；立井开拓；采煤方法；走向长壁综合机械化开采；矿井通风防治水ABSTRACTThisdesignconsiststhreeparts:thegeneralpart,thespecialpartandthetranslatedpart.ThegeneralpartisanewdesignforPingmeiErcolliery,anditsthroughputis1.5Mtperyear.Itcontainstenchapters:summarizeoftheminefieldgeologicalcharacter,themineboundaryandreserves,designingthroughput、laborsystemandservingyearsofthemine,miningfielddeploitation,thepreparingmanners,disposaloflanewayinminingarea,theexcavatingcoalmethod,transportationofunderground,mineliftingandtransportation,mineventilationandsafety,andtheeconomicandtechnologicindexofthemine.ThePingmeiErcollierylocatedinPingdingshan,HenanProvince.Thetotalareaofthemineis11.6km.Themainexploitationcoalseamsare15＃,17＃and20＃.Thethicknessof15#coalis3.5meters;17#coalis3.2meters;20#coalis5.7meters.Thedistancebetween17#and15#coalseamsis23.3meters，17#and15#coalseamsis62.21meters.Theaverageobliquityofthecoalseamsis7degrees.Theindustryreservesoftheminefieldare189.9Mtandtheaccessiblereservesoftheminefieldare144.37Mt.Thedesignproductioncapacityis1500Ktperyear.Theservicelifeis69years.Thenormaleffusingwaterofmineis172.49m3/honaverage.Thecomparativeeffusingofgasis1.254m3/min,soitThelaborsystemofthemineis“three-eight".Thedeploitationmannerisshaftswithonelevels.Themainshaftusesskiphoistingandtheauxiliaryshaftadoptscagehoisting.Theminingmethodofthemineisfully-mechanizedfacewithlongwallinthestrike;thelengthofthelongwallfaceis188mThereisoneworkingfaceinthemine,andtheotherisforpreparation.Flexiblebeltconveyorisusedinthecoaltransportation.Thematerialsandrefusearetransportedbytramcarstonsintheancillarytransportation.ThemethodofmineventilationinthisshiftisCentralmarch-pastventilationthroughoutthesevericelife.ThespecialpartmainlyintroducesTHEKEYTECHNIQUEININPROVEINGSHAFTHOISTINGCAPACITYFORLARGECOALMINE..ThetranslationpartmainlyintroducestheoryandapplicationofsafetymonitormystemaboutSUDDENROCKFAILURESINMININGCOALSEAMSOFTHEKIZELBASIN”Keywords:industryreserve，verticalshaftdevelopment，laborsystem，miningmethod，fully-mechanizedfacewithlongwallinthestrike，methodofmineventilation目录1矿井概述及井田地质特征 11.1矿区概述 11.2井田地质特征 21.3煤层特征 92井田开拓 112.1井田境界及可采储量 122.2井田开拓的基本问题 152.3基本巷道 233采煤方法及采区巷道布置 333.1煤层的地质特征 333.2采区巷道布置及生产系统 333.3采煤工艺方式 364矿井通风 424.1矿井通风系统选择 424.2采区通风 454.3掘进通风 494.4矿井所需风量 524.5矿井通风阻力 534.6选择矿井通风设备 574.7矿井反风措施及装置 61矿井反风的目的及意义 614.7.2对反风、风硐的基本要求 61矿井反风的方法及反风装置 61区域性反风和局部反风 624.8矿井通风费用概算 62主要通风机运转耗电量 624.8.2局扇的总耗电量 624.8.3吨煤耗电量 624.8.4吨煤通风电费 624.8.5其它通风费用 634.9防止特殊灾害的安全措施 63瓦斯灾害防治 63水灾防治措施 63火灾防治措施 645矿井安全技术措施 645.1事故期间通风方法 655.2处理事故的措施 665.3灭火方法 66挖除可燃物 66降低燃烧物温度 675.4防火灌浆系统及参数 68平煤二矿庚组煤开采地下水防治技术 741矿井概况及水文地质 741.1矿井概况 741.2矿井水文地质条件 75矿区主要含水层特征 751.2.2矿区主要隔水层 76地下水的补给、径流、与排泄条件 771.2.4地下水动态特征 771.3矿井存在的水文地质问题 782矿井水害分析 802.1矿井水害情况的历史统计分析 802.2矿井充水水源及其特征 822.3矿井涌水量预测和计算 832.4突水理论研究 84水压影响的研究 84煤层底板突水系数理论 84煤层底板突水的下三带理论 852.5底板突水分析 85底板突水过程 85断层、裂隙引起底板突水 86完整底板破坏引起的突水 872.6矿井突水恢复 88突水技术工作 88淹没矿井恢复方法 883矿井防治水方案 893.1.疏水降压 893.1.1.疏水降压可行性分析 893.1.2.疏水降压方案设计 913.1.3.疏水降压的配套措施 933.2带压开采技术 943.3安全措施 964工作面防治水措施 1004.1.掘进工作面防治水工程 1004.2采煤工作面防治水工程 1004.3工作面水害预测与防探水 1004.4其他防治水措施 100英语原文 101中文译文 106参考文献 109致谢 110一般部分井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。1、确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2、合理确定开采水平的数目和位置；3、布置大巷及井底车场；4、确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5、进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6、合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术的诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1、贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2、合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3、合理开发国家资源，减少煤炭埙失。4、必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5、要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺，发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6、根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。10.68km2。1379220%，方案一刀把式-19210m，40m30m(2)工作面生产能力1677m。188m。4.1矿井通风系统选择通风系统应根据矿井整个生产时期的技术经济因素做出全面考虑，以便确定的通风系统既可适应现实生产要求，又能照顾长远的生产发展与变化情况。设计原则及考虑因素:1)符合《煤矿安全规程》与《煤炭工业矿井设计规范》，通风系统完整、合理、简单。2)利于矿井建设与连续、高效、建立一个安全可靠，技术先进和经济的矿井通风系统是矿井通风设计的基本任务，矿井基建时期通风是建井过程中掘进井巷的通风，此时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后主要机组安装完毕，便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全风压通风，从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。矿井生产时期的通风对于本矿井服务年限较长考虑到通风机设备的选型，对矿井安全生产。3)进风流新鲜，回风流安全；风流易于控制，设有灾害应急措施。4)优化巷道联络，减少风巷工程，减小风阻与漏风。5)选择任何通风系统，都要符合投产快、出煤多、安全可靠、技术经济指标合理等原则。4.2采区通风采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元，是采区生产系统的重要组成部分，它包括采区进风、回风和工作面进风、回风巷道组成的风路连接形式及采区内的风流控制及设施。采区通风系统的合理与否不仅影响采区内的风量分配，发生事故时的风流控制，生产的顺利完成，而且影响到全矿井的通风质量和安全状况。采区应该有足够的风量并按需分配到各采面。为此，采区通风设计应满足下列要求：(1)每个采区必须有单独的回风道，实行分区通风，回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；(2)工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；(3)煤层倾角大于12°时，不能采用下行风；(4)回采工作面的风速不得低于1m/s；(5)工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1%；(6)必须保证通风设施(风门、风桥、风筒)规格质量要求；(7)要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；(8)机电硐室必须在进度风流中；(9)采空区必须要及时封闭；(10)要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风系统。4.2.2工作面通风方式采煤工作面是煤矿安全生产的主要地点，其通风系统由采煤工作面的瓦斯、温度和煤层自燃发火等所确定的。采煤工作面通风系统形式有U形、Z形、H形、Y形、W形和双Z形等形式，如图4.1所示。在我国使用最为普遍的是U形通风形式，其他形式都是在形基础上，为了加大工作面长度、增加工作面供风量、改善工作面气候条件、预防采空区漏风和瓦斯涌出等目的而设计出来的。图4图4.1采煤工作面通风系统U形通风系统后退式的优点是简单可靠、漏风小，缺点是上隅角瓦斯易超限。U形前进式采空区瓦斯不涌向工作面，而涌向回风平巷，比后退式采空区漏风大，工作面有效风量小，且对防治自然发火不利。Z形通风系统后退式采空区瓦斯不涌人工作面而涌向回风平巷。Z形前进式的采空区瓦斯则涌向工作面，特别是上隅角瓦斯浓度大。Y形系统工作面两端的巷道均进风，其中一条在越过工作面后成为回风道。Y形系统使回风道风量加大，使上隅角及回风道瓦斯不易超限。W形通风系统用于高瓦斯的长工作面或双工作面。常采用上、下平巷进风，中间平巷回风；或者由中间巷进风，上、下平巷回风，以增加风量，提高产量。W形系统的工作面风量比U形约大1倍，风流在工作面的流动距离短，温升小，有利于高温工作面降温。双Z形通风系统其中间平巷与上、下平巷分别位于工作面的两侧（W形则位于工作面的同一侧）。双Z形前进式的上、下入风平巷维护在采空区时，漏风携出的瓦斯可能使工作面超限；双Z形后退式的上、下入风平巷在煤体中，漏风携出的瓦斯不进入工作面，对工作面比较安全。H形通风系统的特点是工作面风量大，采空区瓦斯不涌向工作面，气象好，增加了工作面的安全出口；但沿空护巷难，得别是对自燃发火严重的矿井更为不利。《规程》规定，采煤工作面的进回风不得经过采空区或冒顶处。由于本矿井瓦斯涌出量小，因此采区采用U型后退式通风，简单可靠.工作面通风方式有上行通风和下行通风两种方式。下面对这两种通风方式的优缺点比较如下：(1)上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；(2)上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；(3)上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；(4)上行风上隅角瓦斯浓度常超限，限制了生产能力；(5)下行风运输设备在回风巷运转安全性差；(6)下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一但停风机，工作面风向逆转；(7)下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。通过对上行风和下行风的比较，结合本矿井煤层倾角小等条件，确定工作面通风方式为上行通风方式。该采区有独立的回风道，有独立的通风系统；两个工作面分别布置在采区上下山的两翼，掘进工作面布置在采煤工作面上方；各工作面均独立通风，无串联风出现，虽有角联风路的出现，但风流稳定；有合理的通风设施，漏风小，风流畅通。因此该采区的通风系统是合理的。因为生产的需要，井下巷道是纵横交错彼此贯通。为了使井下各用风地点得到所需要的风量，保证风流按预定的通风路线，就必须在某些通风巷道的交叉口附近巷道设置通风设施，如风桥、挡风墙、风门等，以控制风流，为了防止这些设施漏风或风流短路，要求对通风设施，进行正确的设计，合理的选择形式及位置，保证通风设施的可靠性。1.风桥在进风流与回风流平面交叉的巷道处，须设置风桥，风桥使将两支平面相交的风流隔开，使之构成立体交叉风路的通风设施。2.挡风墙在需要截断风流和不通行的巷道内可以设置挡风墙，按其服务年限长短分为永久性和暂时性。3.风门风门是建筑在人员和矿车需要通过的巷道，而又不允许风流通过的巷道，按规定要建两座风门，其间距要大于运输车辆的长度，以便一座风门启动时，另一座风门能够关闭、不至于形成风流短路。分为普通风门和自动风门两种。4.调节风窗调节风窗用以增加巷道的局部阻力，以调节用风地点的供风量，本设计主扇采用抽出式工作方法，调节风窗全部安设在回风道中。每个采煤工作面实际需要风量,应按沼气(或二氧化碳)涌出量、工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中最大值。1.按沼气涌出量计算：根据《矿井安全规程》规定，按采煤工作面回风巷风流中沼气的浓度不得超过1％的要求计算。即：=4.3掘进通风掘进巷道时，为了稀释和排出自煤（岩）体涌出的有害气体，爆破产生的炮烟和矿尘以及保持良好的气候条件，必须对掘进工作面进行通风。《煤矿安全规程》规定，掘进通风应采用矿井全风压和局部扇风机通风，禁止采用扩散通风。根据以上规定，矿井一般采用局部扇风机通风。局扇通风由局部扇风机和风筒组成，按其工作方式分为压入式和抽出式。压入式通风：由于局扇和启动装置都位于新鲜风流中，在瓦斯矿井运转安全，其风筒出口远和有效射程大，排烟能力强，且可用柔性风筒。抽出式通风时含瓦斯的污风通过局部通风机，若局部通风机不具备防爆性能，则是非常危险的。本矿掘进的通风方式选为压入式。压入式通风示意图如下:掘进使用的风筒有和帆布、胶布、人造革等柔性风筒，柔性风筒只适用于压入式通风，而金属风筒重量太大，不宜搬运和存放，因此为满足压入式通风要求，本设计采用KSS600-150型金属骨架的柔性风筒，其各项技术指标如下：风筒技术指标风筒类型风筒直径（mm）接头方法百米漏风率百米风阻N.S/m备注KSS600-1501000快速接头软带1.5%2.010米一节1)减少风筒的漏风，提高有效风量(1)应适当加大每节风筒长度，减少接头数；(2)不断改进柔性风筒的连接方法；(3)及时修补风筒和堵补风筒的针眼。2)降低风筒的风阻，增加通风距离(1)适当选用大直径风筒，以减少风筒的阻力；(2)提高安装质量，风筒须拉紧，避免松弛褶皱；(3)悬吊要平直，靠帮靠顶，悬吊稳妥，避免车刮人碰；(4)避免拐硬弯，可使用短节弯头，也可用铁风筒弯头；(5)当直径不同的风筒相连时，应使用过渡节（又叫大小头）；(6)当风筒中有积水时，须及时放出，防风筒变形、损坏。3)保证局部通风机安全运转(1)局部通风机要有专人负责管理；(2)防循环风产生；(3)必须采用抗静电、阻燃风筒；(4)在瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井中，所有掘进工作面的局部通风机，都应装设三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电；也可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，但每天应有专人检查1次。低瓦斯矿井掘进工作面的局部通风机，可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电或与采煤工作面分开供电；(5)没有装备矿井安全监控系统的矿井的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进工作面，必须装备甲烷风电闭锁装置或甲烷断电仪和风电闭锁装置。没有装备矿井安全监控系统的无瓦斯涌出的岩巷掘进工作面，必须装备风电闭锁装置；(6)严禁使用三台或三台以上的局部通风机同时向一个掘进工作面供风；不得使用一台局部通风机同时向两个作业的掘进工作面供风，否则易造成掘进头风否则易造成掘进头风量不够；(7)严格局部通风机停开制度；(8)及时处理局部通风机的故障。4)降低局部通风机的噪声。一般采用消声器消声，在局部通风机的进出口各安装一个圆锥柱体式消音器，可以大幅度降低局部通风机的噪声，且对局部通风机的风压和风量影响不大。5)搞好掘进巷道贯通时的通风管理。（1）掘进巷道贯通前，采用普通钻爆法的巷道相距20M时，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作；（2）贯通时，必须由专人在现场统一指挥；（3）贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后方可恢复工作。BDK对旋系列轴流通风机电动机型号：YBF200L-6。电机功率：18.5×2kw。4.4矿井所需风量4.5矿井通风阻力4.6选择矿井通风设备4.7.2对反风、风硐的基本要求1、反风的基本要求（1）生产矿井主要通风机必须安装反风设施，必须能在10分钟内改变巷道风流方向，本矿使用反风道反风；（2）当风流方向改变后，主要供风机的供风量不应小于正常风量的40%；（3）反风设施有矿长组织有关部门每季度至少检查一次，每年应进行一次反风演习。2、对风硐的要求（1）风硐的断面不宜过小。其风速以10m/s为宜，不宜超过15m/s；（2）风硐的风阻不应大于0.0196NS2/M8风硐的阻力不大于100~200Pa；（3）风硐及其闸门装置，密闭必须严密，以防大量漏风；（4）风硐内应安装测量风速及风流压力装置。吨煤通风总成本为：3.33+1.36=4.69元/吨4.9防止特殊灾害的安全措施由于煤矿生产的特殊性，各类灾害事故的发生将是客观存在的。因此必须坚持安全生产的方针，遵循预防为主，综合治理的原则。严格执行《煤矿安全规程》、《矿山安全条例》等有关规程、规定和标准，加强安全管理和监察工作，认真搞好安全教育和技术培训，防治各类事故的发生。1）矿井采用抽出式通风方式，并有完善的通风设施及可靠的反风装置。始终保持完善、合理的通风系统，各采掘工作面均采取独立通风；严格通风设施的维修管理，尽量控制和减少各种漏风。2）井下巷道布置及通风网路均按《煤矿安全规程》等有关规定进行设计，并正确计算和合理分配风量，保证生产期间各用风地点风量充足，风速适宜。3）为有效地预测和监测瓦斯，设计配备了足够的瓦斯监测设备和报警设备。4）井下电器设备均采用矿用防爆型；严格执行“放炮操作规程”，推广先进的爆破技术；加强掘进工作面瓦斯管理，实现掘进安全装备系列化。5）下井人员均携带自救器。6）井下建立了完善的瓦斯抽放系统，不但减少了矿井瓦斯涌出量，而且抽放瓦斯可进行综合利用。1）对井田边界留设符合安全要求的防水安全煤柱。2）在生产过程中坚持“有疑必探、先探后掘、先探后采”的原则。加强探放水管理工作，以保证矿井安全生产。3）巷道水沟及井底水仓要定期清理，水泵要定期检修，以防突发性水灾。另外，主排水泵房及变电所内要设置密闭门。4）巷道过断层和其它积水区时，必须编制专门的作业规程，采取安全防范措施。5）应保证井上下、矿内外通讯网络和避灾路线的畅通，井下各个工作场所安装报警器和通讯设备，以备井下发生事故时，及时地通知井下工作人员和组织人员有计划的撤离。6）加强职工安全技术教育、培训，使井下职工懂得必要的安全技术，对各类规程、制度及避灾线路，必须贯彻到每个员工，增强他们的抗灾、防灾的应变能力。7）在雨季期间，必须加强雨季防汛工作。(1)严格执行《煤矿安全规程》中消除明火的规定及防止地面明火引发井下火灾的规定。(2)严格执行《煤矿安全规程》中关于放炮的有关规定，消除放炮时产生的火焰。(3)消除电气火源。井下所有电气设备必须防爆并保持完好状态，严格执行《煤矿安全规程》中消除明火及其它火源的规定。(4)矿井应加强安全管理措施，消除其它火源的发生，如金属强烈碰撞产生的火花等。(5)井下胶带输送机采用阻燃输送带，胶带机硐室装备自动灭火系统。(6)建立建全井下消防洒水系统。(7)井下电气设备硐室按《煤矿安全规程》的要求，设置防火门、采用不燃性材料支护。井底车场设有消防材料库。防火构筑物如风门、调节风门、防火墙等设置可靠。(8)各种消防灭火装备齐全可靠。矿井火灾是煤矿主要灾害之一，每一场火灾的发生，轻则影响生产，重者可能烧毁煤炭资源和矿井设备，更为严重者则可能引燃瓦斯煤尘爆炸或火烟毒化矿井，酿成人员伤亡的重大恶性事故。当事故发生后，所有人员要根据事故地区的灾害性质、破坏程度和影响范围，科学地选择捷便之路作为安全出口，以尽快脱离险区升井。处理矿井火灾事故时应遵循以下原则：①控制烟雾的蔓延，不致危及井下人员安全。②防止火灾扩大。③防止引起瓦斯、煤尘爆炸，防止火风压引起风流逆转而造成危害。④保证救灾人员的安全，并有利于抢救遇险人员。⑤创造有利的灭火条件。灾变时期通风调度决策正确与否对救灾工作的成败极为重要。矿井火灾时风流控制是一个比较复杂的技术问题。需要灾变通风理论和一定的事故处理经验为指导。矿井火灾时对通风制度的基本要求是：保护灾区和受威胁区域的职工迅速撤至安全地区或井上；有利限制烟流在井巷中发生非控制性蔓延，防止火灾范围扩大；不得使火源附近瓦斯积聚到爆炸浓度，不容许流过火源的风流中瓦斯达到爆炸浓度，或使火源蔓延到有瓦斯爆炸的地区；为救护创造有利条件。风流的控制可以是区域性的，也可以是全矿井范围内的。控制的方法可以借助于主通风机、局部通风机以及通风装置；也可以只使用通风设施，如风门、临时密闭和调节风窗等，或者几种结合起来使用。火灾时常用的通风制度有以下几种：1、维持正常通风，稳定风流这一制度的适用条件是：火源位于采区内部，烟流已弥漫较大范围，井下人员分布范围大；通风网路复杂的高瓦斯矿井，采用其他通风制度有发生瓦斯和煤尘爆炸危险，或使灾情扩大；火源位于独头掘进巷道内，不能停运局部通风机；火源位于采取或矿井主要回风巷，维持原风向有利于火烟迅速排出；减少向火源供风抑制火势发展。但应注意的是减小风量不要引起瓦斯爆炸；若火源下风侧有人员未撤出，则不能减风。2、停风机在以下情况下可考虑：火源位于进风井口或进风井筒，不能进行反风；独头掘进面发火已有较长的时间，瓦斯浓度已超过爆炸上限，这时不能再送风；主要通风机已成为通风阻力时。停止主要通风机时应同时打开回风井的防爆门或防爆井盖。采用这种通风制度应慎重。3、反风当井下发火时，利用反风设备和设施改变火灾烟流的方向，以使火源下风侧的人员，处于火源“上风侧”的新鲜风流中。按范围分，有全矿反风、区域反风和局部反风三种。全矿反风:通过主要通风机及其附属设施实现。区域性反风:在多进、多回的矿井中某一通风系统的进风大巷中发火时，调节一个或几个主要通风机的反风设施，实现矿井部分地区风流反向的反风方式，称为区域性反风。局部通风:当采区内发生火灾时，主要通风机保持正常运行，调整采区内预设的风门开关状态，实现采区内部局部风流反向，这种反风称为局部反风。4、风流短路火源位于矿井的主要进风系统，若不能及时进行反风或因条件限制不能进反风时，可将进、回风井之间联络巷中的风门或密闭打开，使大部分烟流短路，直接流入总回风，减少流入采区烟流，以利人员避难和救护队进行救护。1.发生灾情立即汇报总指挥部，按有关人员通知顺序下通知；立即通知救护队，组织抢救队伍。2.撤出灾区人员，通知所有可能受火灾侵袭地区的工作人员迅速撤离险区，立即切断一切电源。尽快查明通风系统是否正常。3.根据现场人员汇报，确定火源地点、范围和性质，同时选择适当的灭火方法。4.发生火灾时，处于灾区的人员、队干部组长要查清人数，并严守纪律，服从指挥，不要惊慌失措，更不要各自乱跑，人员的撤退，应按各自工作地点避灾路线进行。若撤退路线已被火烟隔断时，应尽快构筑临时避灾室进行自救。5.救护队到现场后，首先侦察通风系统情况，并侦察是否有遇难人员，弄清火灾发生地点，以便采取相应的灭火措施。6.火灾发生后，火势会逐渐扩大，使巷道内空气温度升高，产生火风区，有可能产生风流逆转，破坏通风系统，要考虑适当控制风量，稳定风流的措施，防止灾害过程中的人员伤亡。7.设专人检查瓦斯、温度，顶板变化情况，发现有可能诱发其它事故时，须立即撤出全部人员。8.处理井下火灾时所采用的通风方法，必须有利于抢救遇难人员和灭火，不能造成瓦斯积聚，煤尘飞扬。9.发生事故后，所有工作人员须打开自救器进行自救。矿井灭火主要方法有直接灭火法、隔绝灭火法与联合灭火法三种，直接灭火法：挖除可燃物和降低燃烧物温度；隔绝灭火法：封闭火区；联合灭火法：封闭加灭火。挖除可燃物就是将已经发热或者燃烧的煤炭以及其它可燃物挖出、清除、运出井外。这是扑灭矿井火灾最彻底的方法，但是采用这种方法的条件是：火灾处于初起阶段，涉及范围不大火区无瓦斯超限聚积、无煤尘爆炸危险，火源位于人员可直接到达的地点。挖除火源前要作好充分的准备工作。备好工具及运输车辆、备足水量和充填材料、支护材料，定好运煤路线与排风路线，彻底查清瓦斯聚积与煤尘的积存情况。在挖除工作进行中，要配合洒水以降温灭火，要随时检查煤温、气温以掌握工作进展情况，要随时检测瓦斯浓度防止超限聚积，挖出的热煤及其燃烧物要及时运往地面。遗留的空间要用不燃性材料如河砂、矸石、黄土等予以充填。挖除的范围要超越煤炭发热区1-2m之外，进入煤体温度不超过40℃的地方。挖除煤炭需要爆破时，应对炮眼采取注水降温措施。炮眼温度不得超过45℃。这种灭火方法具有一定的危险性，工作中要组织好力量，制订严格的安全措施，力求在最短的时间内一气呵成，不可干干停停，特别是在新投产的矿井或采区，如果是在煤柱，煤壁内发生的第一把火，为了根绝后患，应将这种方法放在灭火方法的首位。直接灭火，可采用的降温灭火材料有：水、泥浆、泡沫、液氮、CO2等。1.用水灭火水是最有效、最经济，来源最广泛的灭火材料。可用“简单易行，经济有效”八个字来表示用水灭火的优点。用水灭火的优点有热容量大，1升水转化成水蒸气时，能吸收2256.7kJ的热量，所以用水灭火吸热能力强，冷却作用大；1升水全部汽化时可生成1.7m3的水蒸汽，大量水蒸汽具有冲淡空气中的氧浓度而包围、隔离火源，对火源起窒熄作用；水枪射流具有强有力的压灭火焰的机械作用；浸透火源邻近燃烧物，能够阻止燃烧范围的扩大。用水灭火也必须注意以下的问题：要有足够的水量，不能搞“杯水车薪”，水量不足不仅难以灭火，而且有可能贻误战机，造成火势发展；用水灭火时人要占据上风头工作。射流由火源的边缘逐渐地推向中心，以免产生过量的水蒸汽伤人；必须保持一个畅通的排烟通道，以防高温的水蒸汽和烟流返回伤人；不能用水扑灭带电的电器设备火灾。为了能及时把水送到井下发火地点，应在各主要生产巷道中辅设直径为80-100mm的供水管路，消防水管供水量应不小于400L每分钟，水压O.15-O.98MPa，最好保持O.6MPa。消防水管沿程每隔一定距离安装消防水栓。地面应有200m3水量的供水水源。用水淹没采区或矿井的方法，只能在万不得已时使用。淹没了的采区或矿井在以后恢复生产时，不但需要付出巨大的排水费用，而且还存复燃的可能性。2.灌浆灭火灌浆的材料可以是黄土，粉碎的风化页岩或矸石，电厂飞灰或者河砂、石灰等。浆材的选取，泥浆的制备，灌浆的工艺已在预防性灌浆中述及，灭火原理与防火相同也不再重述。灭火方法根据矿井与火区的具体情况不同而异，如果在采深不大的矿井，火源距地面较浅时，而且地表又有黄土源，则可以从地表打钻把泥浆直接送入火区；矿井采深较大，火源距地面深，最好建立地面固定的灌浆站和通往井下的输浆管路系统，在井下向火区打钻灌浆，埋管灌浆或密集短钻孔注浆。3.泡沫灭火灭火泡沫有两大类：空气机械泡沫与化学泡沫，前者是二次世界大战后从军工系统引进的一项灭火新技术；后者是广泛应用于地面灭火的得力手段。空气机械泡沫就是用机械的方法(扇风机)将空气鼓入含有泡沫剂的水溶液而产生的泡沫。泡沫发生的倍数在500-1000之间，由于它比化学反应产生的泡沫倍数(10-20)高得多，故又称高倍数空气机械泡沫。高倍泡沫灭火的作用实质上是增大了用水灭火的有效性，大量的泡沫送往火源地点起着覆盖燃烧物隔绝空气的作用；与火源接触泡沫破裂，水份蒸发吸热，产生大量水蒸汽，降温、稀释氧浓度，具有抑制燃烧，熄灭火源的作用；另外，大量泡沫包围火源阻止热的传导，对流与幅射阻断了火势的扩展与蔓延。化学泡沫灭火器一般分为泡沫式和酸碱式两类。无论哪一类都是利用物质间的化学变化产生泡沫，喷洒在着火物的表面上而灭火的。4.隔绝窒熄灭火覆盖燃烧物隔绝空气的供给，或者减少火区的氧浓度使火源缺氧窒熄。这种方法有砂子、岩粉灭火、粉末灭火器以及惰性气体灭火。还有一种传统的构筑防火墙(又称密闭)封闭灭火法。砂子和岩粉，特别是石灰石岩粉，常被用来扑灭油料，和电气设备火灾。它能长时间覆盖于燃烧物上使其缺氧而熄灭，同时不易复燃。在井下机电峒室储备一定量的砂子或岩粉是完全必要的。干粉灭火器是一种充满干粉状灭火药剂的金属容器。靠压力使之喷出覆盖在燃烧物表面，受热后发生一系列的化学反应，吸收大量的热并放出水份，使燃烧物温度下降。另外还产生浆状的物质，附着在燃烧物表面形成隔离层，从而隔离空气阻断燃烧。通常在矿井里常用的有灭火手雷、灭火炮、喷粉器等。干粉灭火器由于容量的限制只能用于扑灭范围较小的初起火灾。但是它具有轻便、操作简单、灭火效能高等特点。惰性气体灭火可采用干冰、液氮、气氮、湿式惰气等方法灭火，都是以惰化火区室熄火源为基本原理的灭火方法。液氮灭火有两种形式，一是地面建立液氮汽化系统，将大型液氮槽车由制氧厂运来的液氮汽化后，借助于汽化压力或压缩泵通过水砂充填管路或专用管路送往井下火区，另一种形式是将液氮用小型槽车运往井下，直接喷入火区灭火。湿式惰气灭火是通过喷气涡轮燃气机燃烧汽油(柴油)产生以N2、CO2、水蒸汽为主体的湿式惰气，然后压送进入火区，惰化火区空气，达到防止瓦斯爆炸和灭火的双重目的。1、灌浆系统确定预防性灌浆即注浆防灭火技术。注浆防灭火技术就是将水与不燃性的固体材料按适当的配比，制成一定浓度的浆液，利用输浆管道送至可能发生或已经发生自燃的地点，以防止发生自燃或扑灭火灾，浆液充填于碎煤或岩石裂隙之间，沉淀的固体物质可以充填裂隙并包裹浮煤，起到隔氧堵漏的作用；同时，泥浆对已经自热的煤炭有冷却散热的作用。由于浆材的不同，浆液的制备工艺有所不同，如利用风化页岩或煤矸石则必须建立一套多级机械破碎系统，只有破碎到一定程度的矸石或页岩(1mm以下的粒度占80﹪以上)，才能够成浆并到达泥浆所要求的物理性能指标。应用飞灰则要建立由电厂到灌浆站的专用运输线和运输工具，灌浆站要建立储灰池。由于矿周围具有丰富的亚粘土，且土质优良，取土方便，因此采用黄土泥浆灌浆系统。2、灌浆材料选择浆材的选取必须满足下列要求：①不含可燃或助燃材料；②要易于成浆；③泥浆渗透性要好；④易脱水又要具有一定的稳定性；⑤粒度直径不能大于2mm，细小粒子(粒度直径小于1mm)要占75﹪；⑥主要物理性能指标：比重2.4～2.8；塑性指数9～14；胶体混和物25～30﹪；含砂量25～30﹪；⑦浆材要便于开采、运输与制备。在煤矿里使用的灌浆材料是含砂量不超过25～30﹪的地表黄土，但是大量使用黄土带来了破坏农田、与民争地的问题。另外，在我国西南地区表土极薄，无土可取。3、地面制浆工艺流程泥浆制备可分为水力直接制浆和机械制浆两种方法，前者是用高压水枪直接冲刷地表或预先堆积的黄土成浆，经输浆沟送达注浆管路。这种工序简单，但浆液质量难以保证，因此一般采用机械制浆方法。地面注浆如图5.1所示，用高压水枪冲下泥浆流入集中浆沟，经过滤网过虑，除去杂质后流入泥浆搅拌池，经搅拌机搅拌，按一定的土水比成浆，送至井下。或在取土场将黄土、黑粘土装车，经轻便轨道输送至泥浆搅拌池，机械搅拌成浆后经管路送至井下。图5.1人工或机械取土机械制备泥浆站1－取土矿车；2－轻便轨栈道；3－储土厂及桥；4－水枪；5－输水管；6－自流泥浆沟；7－泥浆搅拌池及房屋；8－暑假管；9－风井；10－水源泵房；11－绞车房；12－取土场灌浆站工作制度为确保井下安全生产的顺利进行，决定灌浆站的工作制度采用与井下灌浆地点采煤工作面同步的工作制度，四、六制，即每天四班工作，每班五个小时。为保障灌浆工作的顺利进行，采用现场交接班的交接制度。4、灌浆方法确定(1)埋管灌浆埋管灌浆即沿工作面两道在采空区预先铺好灌浆管，放顶后立即开始灌浆。灌浆管应埋入采空区内15～20m，并随工作面的推进，用回柱绞车向外牵引。两道埋管压浆的主要优点：一是压浆过程基本不受工作面仰俯采的限制，由于注浆点在采空区较深部位，即便是俯采工作面也可实施埋管压浆；二是该工艺与采煤生产工序相互干涉较小；三是能保证两道遗煤、丢煤集中区域有充足的灌浆量。其缺点是：注水扩散范围较小，埋管过深容易堵管，巷道起伏不平容易压断浆管。如图5.2图5.2埋管灌浆示意图1－工作面运输巷；2－回风巷；3－输浆管路；4－埋入采空区的注浆管；5－工作面上隅角；6维护回风巷的临时木垛(2)工作面灌浆从注浆支管中接出胶管，沿工作面倾斜方向向采空区喷洒浆液。这种方式工序简单，所用人员少，设备少，费用低，只要加强管理，泥浆分布比较均匀，不会出现大面积空白区。但这种方法也有不足：洒浆和回采工作面互相干扰，洒浆时间不能保证；跑浆、漏浆会恶化工作面环境。如图5.3图5.3工作面洒浆示意图1－工作面运输巷；2－回风巷；3－输浆管路；4－洒浆胶管；5－工作面上隅角；6维护回风巷的临时木垛根据该矿的地质条件，工作面的布置方式，由于采用综合机械化采煤，全部跨落法管理顶板，因此采用埋管灌浆法充填采空区。5、灌浆参数确定由于土源分布广泛且距矿较近，土质优良，容重1.3t/m3，属于亚粘土，塑性指数12，取土方便，矿井轻轨矿车可直接到达取土地点。该矿井煤矿采用的土水比δ＝1：4，灌浆系数为K=0.15，采土系数α=1.1，冲洗管路用水量备用系数K＝1.2。6、灌浆管道系统布置灌浆管路有“Ｌ型”和“阶段型”两种，如图5.4所示图5-4灌浆管路布置形式a－“Ｌ型”布置(1-3-4)；b－“阶段型”布置（1-2-5-6-4）“Ｌ型”适用浅部灌浆管路布置，深井用“阶段型”。设计矿井采深在-390～-420m，采用“阶段型”管路布置形式。由于土源距煤矿风井仅5km为减少因管道过长而引起的阻力过大，减少运输成本，因此将泥浆站设在风井附近，采用集中灌浆站，泥浆输送至风井，总回风道，采区集中回风巷，工作面回风巷，从地面直到井下灌浆点铺设专用管道担负输浆任务。井筒或大巷内的输浆干管、进入采区的支管一般均采用无缝钢管。支管与灌浆钻孔或工作面注浆管之间多用高压胶管。干管与支管之间没有闸阀控制，而支管与高压胶管直接相连。灌浆管道布置见通风立体示意图。7.输送倍线计算预防性灌浆一般是靠静压做动力，灌浆系统的阻力与静压、动压之间的关系用输送倍线表示。泥浆的输送倍线是指从地面灌浆站至井下灌浆点的管线长度与垂高之比，即N=L/HN—输送倍线L—进浆管口至灌浆点的距离mH—进浆管口至灌浆点的垂高m由通风立体示意图知：容易时期L＝1600H＝34.8+20＝54.8得：N＝L/H＝1600/54.8＝25.5同理：困难时期N＝2900/214.8＝13.5输送倍线是表示灌浆系统的阻力与静压之间的关系的参数，若其值过大，则静压动力不足，泥浆输送困难；若其值过小，紫则泥浆出口的压力过大，不利于浆液的均匀分布。一般讲，泥浆的输送倍线最好控制在5～6范围内，但在2～10的范围内均可。因此在容易和困难时期，输送倍线过大，因此在灌浆时的压力由水泵提供。专题部分平煤集团二矿始建于1955年9月8日，1957年10月1日投入生产，原设计为竖井多水平开拓方式，现在为斜井多水平分区式开拓方式；主井已不使用，只做为进风井，担负矿井的原煤提升的为皮带斜井。矿井现有井筒数目7个，其中进风井有6个，即：南斜井、皮带斜井、主井、管子井、西斜井、己一风井；回风井1个即：己二风井。矿井通风方法为抽出式通风。二矿目前的主要生产采区为己庚二采区，采用双翼开采；接替采区为三水平己庚一采区，也为双翼开采方式。开采方法采用走向长壁上、下行综合开采。采煤工艺有炮采、高档普采。现井下布置两个高档普采工作面，六个开掘工作面；二矿现开采西翼己庚二采区。经过十几年的开采，剩余储量不多，采面高度集中。由于压茬关系影响，近几年出现采面布置困难、采掘接替紧张的情况，为缓解二矿接替困难局面，集团公司以平煤[2001]181号文及时调整边界，将二矿己庚二采区深部原一矿己一采区部分划归二矿开采，划归部分确定为二矿三水平己庚一采区。三水平己庚一采区位于二矿己庚二采区深部，大致呈长方形，走向长约1850m，倾向宽约1150m，面积约2.2㎞2。该采区东跨31勘探线与一矿相邻，南接二矿己庚二采区，西跨34勘探线与四矿相邻，深部以庚组-460m与四矿相接。2005年7月25日22点40分，二矿庚三采区集中皮带巷（沿庚20煤层，又称东探巷）掘进至900m（标高-280m）处时，底板突然出水，初期最大涌水量达3200m3/h，7月26日1时淹没东探巷770m，7月26日11点58分-300m水平泵房被淹，-300m水平变电所以下停产，矿井涌水全部下泄，同时-130中央泵房无水可排。截止7月30日12点，突水点水量约1000m3/h左右，8月23日以后突水点涌水量维持在庚20煤层底板强含水层为寒武系灰岩含水层，距离庚20煤层20米，开采庚组煤层初期，地下水位比较高，原始水位在+50米左右，在-30米标高做庚组煤总回风时曾突水，涌水量为500m3/h，在-86米标高揭露庚20煤层时，涌水量达到2200m3/h。多年来，由于矿井排水，地下水位下降，-30米标高和-86米标高水量逐年下降，并干涸，出水点集中在-130标高，近年来-130标高由于深部开采而水量进一步下降，2004年平均为359m3/h，这说明深部开采出水，对浅部涌水袭夺；2005年7月25日二矿防排水现状：1975年前开采一水平己组煤，排水系统主要在-32m标高，1975年后开采庚组煤，在-86m标高建有排水基地，排水能力按正常涌水量1700m3/h，最大涌水量3400m3/h设计的。1980年前后在-130m标高建有排水基地，排水能力按正常涌水量1100m3/h。近年来开采-130m标高以下庚组煤涌水点进一步下移。2005年-130m标高以上涌水量为350m3/h，-130m标高以下有270m3近年来，由于生产的发展，开拓水平的不断延深，开采强度增大，煤层底板水压增大，三水平煤层底板标高在-300～-450m之间，煤层底板带水压在1.5～3Mpa之间，属于高水压下开采，承压水的威胁越来越严重，一旦发生突水，势必造成灾难性后果。因此有计划、有步骤地进行防治水工作，对安全生产、避免重大水害的发生具有重要的意义。本区地下水以裂隙水和溶洞水为主，上部第四系主要为山坡之残积物，黄土、粘土、砂质粘土及沙砾层，含水层可分为两层：第一层为中更新统砾石及砂土，地下水类型为孔隙水，含水层厚度0～10m，单位涌水量3.18～16.198L/m·s，渗透系数3.491～191.35m/d，水质类型以HCO3SO4-Ca•Na型为主，矿化度0.3g/L，对矿床充水没有大的影响；第二层为平顶山砂岩砾石层，地下水类型为孔隙水，含水层厚度2～20m，单位涌水量0.1～0.004L/m·s，水质类型以HCO3Cl-Ca•Mg和HCO3Cl-Na•Mg型为主，矿化度0.35～0.67g/L，对矿床充水有影响。两层之间为相对隔水的砂质粘土，厚度不稳定，因此第二含水层的水在天窗等部位可以有限地接受第一含水层补给。下部二叠系由多层砂岩与泥岩组成，地下水垂向渗透性能差，主要在南部露头带接受大气降水的补给，由浅入深，地下水由无压转有压，地下水类型以裂隙水为主，矿化度较高，裂隙发育，渗透性差,补给条件差，在己组煤层顶板对煤层的开采有影响外，其余层位对煤层的开采均无影响，历史上在该层位也未发生大的突水事故。矿井排水以消耗静储量为主，根据一、四、六矿补勘报告，该含水层K=0.0576m/d，q=0.0183L/s.m。石炭系灰岩为本区主要含水层，地下水类型以裂隙溶洞水为主，含水层14.14～54.27m，平均30.04m，渗透系数0.3～6.7m/d，一般为6.7m/d，水质类型以HCO3-Ca•Na、HCO3Cl-Na型为主，矿化度0.4g/L，主要来源于基岩风化带和南部露头带及下部灰岩水的补给，浅部含水丰富，-130水平以下含水条件渐差，受煤层开采的影响，水位变化比较大，1973年以前为+82m，1989年降至-120m，其中的L5～L6灰岩为庚20煤层顶、底板灰岩，岩性为薄层状细晶质灰岩，顶板L6灰岩厚4-5m，底板灰岩L7灰岩厚度共计8-10m，本含水层下为铝土质泥岩，厚3.8图1石炭系太原群薄层灰岩含水岩组结构示意图寒武系灰岩含水层：地下水类型为裂隙溶洞水为主，含水层厚度大于100m，单位涌水量上部较小，为1.43～1.9L/m·s；下部较大，为1.5～4.8L/m·s。水质类型以HCO3-Ca•Na型为主，矿化度0.3～0.5g/L，主要来源于南部露头带的补给，上部灰岩水还有可能受到下部灰岩水的越流补给。受煤层开采过程中疏水降压的影响，水位变化比较大，1973年以前为+82m，1989年降至-120m。从上至下，该地区主要隔水层有两类，第一类为上部第四系粘土隔水层，分层厚度0～65m，该层粘土阻止了上部大气降水向下部砾石含水层的直接下渗，第二类为二叠系泥岩与砂质泥岩，该泥岩常与砂岩互层，各层厚度变化和差别较大，形成了矿区主要的隔水层。太原群底部铝土层隔水层：位于寒武系与石炭系太原群之间，为本溪组铝土泥岩隔水层，全区普遍发育，铝土层厚3.8～12.2m，平均5.53m。由铝土质泥岩或铝土层组成，层位稳定。正常情况下可阻隔寒武系灰岩和石炭系灰岩之间的水力联系。由于铝土厚度变化较大，在中、深部水压增大或遇破碎带时，局部地段的隔水层有被突破的危险。本区位于平顶山岩溶水系统内，构造上为四周凹陷拱托的断块隆起，其边界为：西界为小河岔阻水断层与宝丰岩溶水系统相隔，南界为下寒武统底界；东南部边界为推测地质界限，东部边界为霍偃断层，北部为岩溶水深埋区，以灰岩顶板埋深1000m为界，平顶山二矿位于该系统之内。平顶山岩溶水系统面积约364.8Km2，主要岩溶含水层为寒武系中统张夏组鲕状灰岩和寒武系下统朱硐组灰岩，该组灰岩大部分裸露地表或被第四系松散层覆盖，据钻孔揭露，埋藏在120m以上灰岩中，岩溶裂隙发育，含水丰富，单井涌水量为2.57－6830.52m3/d，其中72％的钻孔出水量大于200m3/d，为中等－强富水区，水位埋深1.06－22.02m，水位标高68.3－142.9m。其次为寒武系上统崮山组白云岩，局部缺失，单井涌水量为3.72－527.04m3/d的弱富水含水层，水位标高83.11-85.97m，水位埋深2.86-0.71m（1）地下水的补给：系统西南部为碳酸盐岩裸露区和浅覆盖区，为本地下水补给区，其补给来源：a.大气降水直接或通过第四系薄层间接补给。b.西南分布的西干渠、湛河及北干渠，其中西干渠为农灌季节对岩溶水有入渗补给，湛河则为常年渗漏补给源。c.第三系泥灰岩成条状浅埋或裸露地表，超覆于寒武系灰岩之上，所以第三系泥灰岩的渗入补给也是本区岩溶水主要补给源之一。(2)地下水的径流、排泄：地下水径流特征为：浅部接受地下水补给后，由浅入深垂向运动，中深部地下水顺地层走向由西北向东南径流。采区底板灰岩浅部主要接受大气降水的补给，在构造裂隙发育地段，太灰薄层灰岩之间相互补给，形成完整的含水体系；本系统为平顶山煤田所在地，从西到东分布有许多矿井，由于这些矿井长年排水疏干，已形成各矿井为中心的疏干漏斗，这些小漏斗互相复合，目前已形成北西－东南向的狭长形疏干漏斗，所以当地下水接受降水和地表水体入渗补给以后，由西向东，一部分被人工开采作为供水水源以外，另一部分经矿井疏干排泄。本区地下水明显受其补给因素的控制，补给区：地下水水位动态随季节变化明显，年变幅一般为10－15m，最大为47.23m；中部和南部：由于受河渠水渗漏补给，其水位动态与河渠水位密切相关，为河渠渗漏型；埋藏区：由于补给条件较差，主要受到常年排水影响，地下水位变幅较小，一般为1－2m。近年来，由于加大了煤炭资源的开发，使得地下水位变化幅度较大，02年～03年的变化幅度为6.5m，地下水位多年来持续下降，为典型矿坑排水疏干型。该地区地下水主要接受大气降水的影响，下部二叠系砂岩和寒武纪灰岩均在南部露头区接受大气降水的补给后，地下水沿裂隙、断层和溶洞向北径流。水位的变化受降雨的影响比较大，年内的变化较为明显：图236-20孔2002年水位变化曲线图322-10孔2003年水位变化曲线从图中可以看出：36-20孔由于位于二矿逆断层的北部，受降雨的影响已经趋于平缓，02年内最高水位-100.14m，最低水位-104.24m，变化幅度为4.1m；而位于二矿逆断层南部的22-10孔水位变化几乎和降雨同步。另据36-20孔观测资料，2002年平均水位-107.77m，2003年则为-101.35m，相比下降6.45m，矿坑排水对水位的影响十分明显。根据前面水文地质条件的分析，矿井在庚20煤层开采中存在如下问题：（1）地下水位动态观测网没有形成，高水位、低水位带分划不清，难以从宏观上对采区地下水的径流条件进行分析；已有的观测孔只能说明浅部的水位变化情况，没有对深部的地下水位变化加以控制，况且上述观测孔近年来又因各种原因停止观测，致使地下水位动态观测资料严重匮乏，地下水流场图无法勾绘，水害威胁程度不清，这是开采防治水工作中存在的主要问题。（2）对L2、L7灰岩水文地质条件认识不清，在一些地段将开拓大巷布置在L2中，即使涌水，也能自然疏干；而在别的地段，无论是巷道揭露L2、L7灰岩裂隙还是钻探露L2、L7灰岩裂隙均均发生涌水，相邻矿区个别工作面甚至因L2灰岩水害威胁严重，无法将回采工作面送到预定的设计位置。L2、L7含水层富水性如此大的差异，其规律尚未认识清楚，尤其是在开采浅部煤层过程中水文地质条件探查工作非常有限，但浅部煤层与深部煤层的开采以同一基底灰岩含水岩系为背景，深部煤层对应地段的防治水工程设计，以浅部煤层充水性为依据。（3）对寒武系灰岩含水层突水的重视程度不够，寒武系灰岩含水层厚度大于100m，埋深>300m，水压大，富水性不均，可直接对上部石炭系灰岩进行补给。历史上与寒武系灰岩有关的突水次数共有13次，其中3次超过1000m3（4）寒武系灰岩含水层疏降的可行性问题。寒武系灰岩含水层地下水是庚20煤层的直接充水水源，其富水性极不均一，在对庚20煤层开采构成威胁的高水位区，从理论上讲应实施疏水降压，但从实践上是否可行，是否与区内其它含水层具有水力联系，则需要通过放水试验，辅助连通试验等工程手段，从技术上加以论证。（5）采区地质构造控制问题。平顶山矿区发生多期（次）构造活动，形成不同规模的褶皱、断裂构造。与多期（次）构造运动相伴生的断层、节理、裂隙密集带是采区的潜在导水通道。况且，随着井巷工程的推进，上述潜在导水通道存在进一步活化的可能，对其进行采前探测成为工作面防治水的一项重要任务。庚组东翼探巷掘进工作面发生的透水事故对生产的影响充分说明采前探测的重要性。（6）庚20煤层底板铝土质泥岩隔水层厚度变化较大，平均厚度5.5m左右，总体上比华北型煤田其它矿区薄。在相同和基本相似的开采条件下，在L7灰岩高水位区可以认为起不到阻水作用；由于铝土厚度变化较大(厚3.8～12.2m)，在中深部水压增大或遇破碎带时，局部地段的隔水层有被突破的危险。因此，要求对L7（7）对本井田水文地质条件的定性不够准确，对整个矿区的富水性、地下水位、流量、流向的整体认识不够准确。因此，在矿井日常防治水工作中，从宏观上，对水害威胁程度一直心中无数，在矿井突水灾害面前，可能贻误生产时机。在目前煤炭生产市场日渐好转的形势下，应进一步扭转这种被动局面。根据二矿目前的开采情况和水文地质工作，目前需要查明的矿井水文地质问题主要有：（1）矿区的构造详情及水文特征：重点是锅底山断层和二矿逆断层的深部发育情况和水文地质特征和特征，阻水性能。结合寒武系灰岩与L7灰岩的相互作用，查明其水文特征。（2）工作区的富水性问题：针对二矿未来开采的工作面布置情况和水文工作的现状，应该重点查明庚20煤底板灰岩水的富水情况，圈定富水区，确定地下水位的变化，绘制相应的流场图、等水位线图等。（3）周边小窑的积水和上部采空区老空水的情况：2002年4月，二矿在施工庚20-22100风巷掘进时，曾成功探放出庚20-22080老空水约12117m3（4）工作区岩溶的发育情况：随着开拓水平的不断下延，二矿的防治水工作也逐步由砂岩水向下部的灰岩水转变，由于砂岩与灰岩岩性的不同，防治水的工作也有所不同，相对地来讲，灰岩水由于含水层厚度大，富水性强，分布更加不均匀，因此，应该对主要灰岩（L2、L7、寒灰）岩溶的发育情况有所研究，理解岩溶率、溶洞、溶隙的发育及连通情况。（5）主采煤层顶底板的隔水性：二矿庚20煤层直接顶板为L6灰岩，直接底板为L7灰岩，间接充水底板为寒武系灰岩。对隔水层的厚度变化、隔水性能等问题，结合岩溶的发育情况和断层等地质构造，确定隔水层的有效隔水厚度。（6）地表水与地下水之间的水力联系，降雨量、降雨强度、降雨时间对矿井涌水的影响和响应时间等。平煤集团二矿从1957年10月1日投入生产以来，1975年前开采一水平己组煤时排水系统主要在-32m标高，1975年后开采庚组煤，在-86m标高建有排水基地，排水能力按正常涌水量1700m3/h，最大涌水量3400m3/h设计的。1980年前后在-130m标高建有排水基地，排水能力按正常涌水量1100m3/h，最大2200m3/h设计的，随着-130m标高水量增加，-86标高水量最终干涸。近年来开采-130m标高以下庚组煤，涌水量进一步下移，-300m排水能力为200m3/h。2005年上半年在-240m建立了临时排水基地，排水能力280m从矿井投产使用以来，有记载的突水共发生38次（表1），其中涌水量>500m3的突水6次，涌水量>100m3的突水3次，从时间上看，1985年以前发生了30次，其中>500m3表1平煤二矿历史突水情况统计表编号日期地点涌水量水位水压突水层位突水标高涌水特征1东翼回风巷217干涸己17煤层-37L2灰岩水沿裂隙涌水2东翼总回风716干涸己17煤层-27L2灰岩水沿裂隙涌水3131机巷420干涸己16煤层-30L2灰岩水4131采面333干涸庚20煤层-39断层突水5庚回风1号140干涸庚20煤层-26钻孔出水（30-13孔）6庚回风2号110干涸庚20煤层-25裂隙水7庚回风3号504干涸庚20煤层-23∈灰岩水与溶洞涌水8庚20机巷130干涸庚20煤层-82掘进工作面钻探出水9庚20机巷1800干涸庚20煤层-82L7灰岩水及老底灰岩水10-86泄水巷2000干涸庚20煤层-80L7加∈灰岩水与溶洞突水11-87泄水巷30干涸庚20煤层-86小断层水12庚20-212采面70干涸庚20煤层-60∈灰岩水。因破底出水13轨道下山30干涸庚20煤层-96断层裂隙水14L7大巷94干涸-77.5∈灰岩水与溶洞出水15L7大巷155干涸-80∈灰岩水与溶洞出水16庚20-212风