煤矿井下紧急避险系统设计方案

1 煤矿井下紧急避险系统 设计 方案 二、设计概况 本次设计依据盘县红果镇 000 煤矿（整合）安全专篇（修改）及矿方提供的采掘工程平面图等相关资料进行设计。 设计推荐矿井紧急避险设施类型为：永久避难硐室。 设计紧急避险设施布置情况： 由于矿井设计为联合布置，主斜井、副斜井为整个矿井服务，基本位于矿井中央，主斜井一侧安设皮带输送机运输煤炭、一侧安设架空乘人装置运送人员，副斜井铺设轨道作为辅助运输；矿井采区间通过 1520 运输大巷和 1620 轨道大巷，采区两组石门间相距仅 700余米，采区各区段均设有避灾硐室，采掘工作面巷 道长度超过 500m 时按规定设临时。 设计在 +1520m 运输大巷 和区段石门，主 斜井 与副斜井 之间布置永久避难硐室，为 整个矿井服务； 区段避难硐室布置：矿井按照 安全专篇设计 要求 ，在采区各区段石门进风侧设置一个避 灾硐室 。目前矿 井 在一采区 +1620 北翼轨道大巷靠近 11 机轨合一石门 布置有避灾硐室，可作为一采区 该区段 避难硐室 ； 矿 井 在二采区 +1620 南翼轨道大巷靠近 21 机轨合一石门 布置有避灾硐室，可作为 二 采区 该区段 避难硐室 ； 在 +1520 运输 大巷 南翼 靠近 22运输石门处布置有避灾硐室， 可作为该区段 避难硐室 ，在 11 瓦斯抽采进风 巷靠近 11 运输石门布置有避难硐室，可作为该区段的避难硐室 。 根据目前井下采掘工作面布置情况，井下 现有的临时避难硐室能满足要求 ，本次设计增设 的主要为永久 避难硐室如下： 现有的临时避难硐室： 一水平：南翼轨道大巷 +1620 避难硐室，北翼轨道大巷 +1620 避难硐室 二水平：南翼轨道大巷 +1520 避难硐室，北翼轨道大巷 +1520 避难硐室。 设计永久避难硐室：位于 1520 运输大巷，主斜井与副斜井之间。 各避难硐室具体位置详见采掘工程平面图 。 注：临时避难硐室 设置随采掘工程布置按规定增加或减少 。 根据以上布置 ，可保证井下所有采、掘面 500m 范围内均有避难硐室为其服务，在后期实际生产过程中，必须根据井下采掘工作面的推进及时增设采掘面临时避难硐室，设置地点为距采掘面 500m 范围内，建议矿方在后期生产过程中，采煤工作面运输及回风巷掘进面在掘至距其最近的避难硐室距离为 450m 时在运输及回风巷中增设临时避难硐室，这样可保证后期采煤工作面 500m 范围内始终有避难硐室为其服务。 三、设计依据 1、国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知（国发 2010 23 号）； 2、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 2010 146 号）； 2 3、国家安全监管总局、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 2011 15 号）； 4、国家安全监管总局、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）的通知（安监总煤装 2011 33 号）； 5、国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于煤矿井下紧急避险系统建设管理有关事项的通知（安监总煤装 2012 15 号）； 6、国家安全监管总局 国家煤矿安监局（关于加快推进煤 矿井下紧急避险系统建设的通知）安监总煤装 2013 10 号 7、贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局文件关于加强煤矿井下紧急避险系统建设管理工作的通知（黔安监规划 2012111 号）； 8、煤矿安全规程（ 2011 版）； 9、防治煤与瓦斯突出规定（ 2009 版）； 10、矿山救护规程； 11、业主提供的盘县红果镇 000 煤矿（整合）安全专篇（修改）及采掘工程平面图等资料。 12、矿山提供的其它资料。 3 矿井工业场地所在地交通 便利，东北有 道通过，在两河接 道。矿井工业场地至 道 14 道至 红果 镇 44盘县电厂 29业场地往西南经火铺镇接 道 25盘南电厂 57外业主正在修建工业场地至沙坡的四级公路，沿该公路至沙坡 13 红果镇 23业场地南面有镇（宁）胜（境关）高速公路通过，并在附近设有沙坡出口。盘西支线铁路从井田东部穿过，经水柏铁路接株六复线、威红支线接南昆铁路以最短的距离连接贵阳、昆明、南宁、广州等地。矿井工业场地距盘西支线的 红果 站 21 此，本矿井交通运输条件较好。 （见交通位置图 1 盘县红果镇 000煤矿 4 一、 地形地貌 区内属构造剥蚀低中山山地地貌，单面山地形。地势总体西高东低，夜朗组地层分布地段地形较陡，煤系地层分布地段地形较缓，村寨居民主要分布于这一带。海拔最高标高为 +低标高 +对高差约 南西 北东向的冲沟发育，山脊与沟谷呈带状展布，植被不发育，岩石风化程度高。井田内的松山河最低海拔标高+井田最低侵蚀基准 面。 二、 河流 松山河属于珠江流域的北盘江上游拖长江支流，松山河从井田内通过经马家寺注入拖长江。松山河为山区雨源型河流，流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小，河水主要受大气降水控制。 一、 地质构造 矿区位于盘关向斜西翼中段松山井田内。地层走向一般北东 40 50，倾向南东，倾角 35左右。褶曲不发育，断裂以小型为主，构造简单。 矿界内七条断层： 一逆断层，走向 110 ,倾向 20 ,倾角 55 59 ,断距 10 一正断层，走向 55左右 ,倾向 145左 右，倾角 60左右，断距 15； 向 60左右，倾向 150左右，倾角 60左右，断距 15 20m。 另有四条隐伏断层： 一正断层，走向 35 ,倾向 125 ,倾角 70 ,断距 16 一逆断层 ,走向 35，倾向 125 ,倾角 70 ,断距 25 一逆断层，走向 50，倾向 150 ,倾角 73 ,断距 9 一正断层，走向 41，倾向 131 ,倾角 66 ,断距 6 矿区构造复杂程度中等复杂类型。 二、 煤层 井田内含煤地层为二叠系上统宣威组（ 煤组总厚 部以灰灰绿色粉砂岩为主，次为灰绿色细砂岩及灰黑灰泥岩， 该组内含煤层 30 层左右 。中部以灰浅灰色泥岩及粉砂岩为主，层状及鲕状菱铁矿较发育，含可采煤层 14 层左右。下部以黑灰黑色泥岩为主，次为粉砂岩含黄铁矿结核，含可采煤层 0 2 层。区内主要可采及局部可采煤层为 2 号、 3、 3 号、 4 号、 6 号、 8 号、 12 号、 14 号、 15 号、 15、 16 号、 17 号、 18 号、 20 号、 22 号、 23 号和 24 号煤层，上煤组可采煤层均属稳定或较稳定煤层，中煤组 15 17 号煤层厚度、层间距都有相当变化，下煤组煤层又趋于稳定。 2 号煤层：位于煤系顶部，煤层厚度 均 夹石 1 2 层，板岩性多为泥岩、粉砂质泥岩，底板为褐色泥岩。结构较复杂，对比可靠，为稳定可采煤层。 3 号煤层：上距 2 号煤层 均 层厚度 夹石 1 层，厚 板岩性多为细砂岩、粉砂岩，底板为灰色泥岩。结构较复杂，对比可靠，为稳定可采煤层。 3 1 号煤层：上距 3 号煤层 均 层厚度 0 均 夹石 1 层，厚 板岩性多为泥质粉砂岩、粉砂岩，底板为泥岩。结构较复杂，对比可靠，为局部稳定煤层。 4 号煤层：上距 3 1 号煤层 均 层厚度 夹石 1 3 层，厚 板岩性多为泥质粉砂岩、粉砂岩，底板为泥岩。结构较复杂，对比可靠，为局部稳定可采煤层。 6 号煤层：上距 4 号煤层 20. 64m，平均 层厚度 夹石 1 3 层，厚 板岩性多为泥质粉砂岩、粉砂岩，底板为泥岩。结构较简单，对比可靠，为局部稳定可采煤层。 8 号煤层：上距 6 号煤层 均 层厚度 夹石 1 层，厚 板岩性多为泥岩、泥质粉砂岩，底板为泥岩。结构较简单，对比可靠，为局部较稳定可采煤层。 12 号煤层：上距 8 号煤层 均 层厚度 夹石 1 2 层，厚 板岩性多为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，底板为泥岩。结构较简单，对比可靠，为稳定可采煤层。 14 号煤层：上距 12 号煤层 均 层厚度 夹石 1 层，厚 板岩性多为泥质粉砂岩、粉砂岩，底板为泥岩。结构较复杂，对比可靠，为稳定可采煤层。 15 号煤层：上距 14 号煤层 均 层厚度 0 均 夹石 1 2 层，顶板岩性多为细砂岩、粉砂岩，底板为泥岩。结构较 复杂，对比可靠，为较稳定煤层。 15 1 号煤层：上距 15 号煤层 均 层厚度 6 均 夹石 1 2 层，厚 板岩性多为粉砂质泥岩、粉砂岩，底板为泥岩。结构较复杂，对比可靠，为较稳定煤层。 16 2 号煤层：上距 15 1 号煤层 均 层厚度 0 板岩性多为粉砂质泥岩，底板为泥岩。结构较复杂，对比可靠，为局部可采煤层。 17 号煤层：上距 16 2号煤层 均 层厚度 均 夹石层，顶板岩性多为泥质粉砂岩，底板为泥岩。结构复杂，对比可靠，为局部稳定煤层。 18 号煤层：上距 17 号煤层 均 层厚度 夹石 1 3 层，厚 板岩性多为泥岩，底板为泥岩。结构较复杂，对比可靠，为较稳定可采煤层。 20 号煤层：上距 18 号煤层 均 层厚度 均 夹石 1 2 层，厚 板岩性多为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，底板为泥岩。结构较复杂，对比可靠，为较稳定可采煤层。 22 号煤层：上距 20 号煤层 均 层厚度 夹石 1 2 层，厚 板岩性多为泥质粉砂岩泥岩，底板为泥岩。结构较复杂，对比可靠，为稳定可采煤层。 23 号煤层：上距 22 号煤层 均 层厚度 均 板岩性多为泥质粉砂岩，底板为泥岩、粉砂质泥岩。结构较简单，对比可靠，为较稳定局部可采煤 层。 24 号煤层：上距 23 号煤层 均 层厚度 板岩性多为粉砂质泥岩、泥岩，底板为泥岩。结构较复杂，对比可靠，为较稳定煤层。 可采及局部可采煤层特征见表 1 表 1采煤层 7 序号 煤层 编号 煤层厚度 （ m ） 煤层间距 （ m ） 煤层 稳定性 顶板 底板 1 2 0. 66 - 0. 97 0. 82 稳定 泥岩、粉砂质泥岩 泥岩 9. 09 - 23. 87 14. 16 2 3 1. 41 - 2. 1 1 1. 76 稳定 细砂岩、粉砂岩 泥岩 1. 60 - 10 3. 52 3 3- 10 - 1. 39 0. 70 局部稳定 泥质粉砂岩、粉砂质泥岩 泥岩 0. 20 - 9. 00 5. 21 4 4 0. 52 - 2. 38 1. 45 较稳定 泥质粉砂岩、粉砂质泥岩 泥岩 7. 33 - 20. 64 10. 16 5 6 0. 60 - 1. 99 1. 30 较稳定 粉砂质泥岩 泥岩 2. 45 - 14. 50 9. 67 6 8 0. 58 - 0. 92 0. 75 较稳定 泥岩、泥质粉砂岩、局部为黑色泥岩 泥岩 9. 40 - 42. 20 22. 14 7 12 0. 22 - 3. 31 1. 76 稳定 泥质粉砂岩、粉砂质泥岩 泥岩 4. 10 - 14. 40 9. 76 8 14 0. 85 - 1. 96 1. 40 稳定 泥质粉砂岩、粉砂岩 泥岩 2. 00 - 14. 00 9. 62 9 15 0 - 1. 42 0. 71 较稳定 细砂岩、粉砂岩 泥岩 0. 65 - 10. 30 5. 91 10 15- 10. 20 - 4. 1 1 2. 16 不稳定 粉砂岩、泥质粉砂岩 泥岩 4. 00 - 21. 41 10. 00 11 1 6- 20 - 1. 60 0. 80 局部稳定 细砂岩、粉砂岩 粉砂质泥岩 0. 6 - 3. 50 1. 04 12 17 0 - 3. 27 1. 64 局部稳定 泥质粉砂岩 泥岩 2. 50 - 15. 70 6. 69 13 18 0. 81 - 2. 01 1. 41 较稳定 泥岩 泥岩 7. 50 - 36. 73 18. 41 14 20 0. 72 - 3. 66 2. 19 稳定 泥质粉砂岩、粉砂质泥岩 泥岩 6. 40 - 29. 00 18. 36 15 22 0. 29 - 2. 06 1. 1 8 局部稳定 泥岩 泥岩 2. 00 - 8. 00 3. 50 16 23 0. 25 - 0. 95 0. 60 较稳定 泥质粉砂岩 泥岩、粉砂质泥岩 2. 10 - 12. 30 6. 16 17 24 0. 42 - 2. 32 1. 37 较稳定 粉砂质泥岩、泥质粉砂岩 泥岩 （ 1）瓦斯 根据松山井田精查地质报告，松山井田煤层瓦斯含量为 ml/gy，根据 000煤矿 2012 年瓦斯等级鉴定报告，矿井相对瓦斯涌出量为 t，通过松山井田可利用的瓦斯测试数据计 算结果和 000煤矿瓦斯等级鉴定报告并结合同一构造单元邻近矿井实际 8 瓦斯情况，本矿井为高瓦斯矿井，按有煤与瓦斯突出危险性进行设计。 另外，根据贵州省煤炭管理局对六盘水市煤矿 2006 年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复【黔煤行管字 200767 号】，整合前原 000、柳树田和二发沟三煤矿整合矿井 均为高瓦斯矿井。在建设和生产中应加强矿井通风管理和瓦斯预测预报工作，保证通风系统的安全可靠、有效，严格执行煤矿安全规程的有关规定。 安全专篇中对矿井瓦斯涌出量进行了预测，得出：矿井相对瓦斯涌出量为 t，应属 高瓦斯矿井。本矿属煤与瓦斯突出区域，故本设计按煤与瓦斯突出矿井设计。 根据该矿井煤层的赋存情况，结合我省瓦斯梯度情况，预计本矿瓦斯梯度为垂深每增加 100m，煤层瓦斯含量增加 4 5m3/t。 （ 2）煤尘爆炸性 根据贵州省煤田地质局实验室提供的煤尘爆炸性鉴定报告，区内各可采煤层均具有煤尘爆炸危险性。 （ 3）煤的自燃倾向性 根据贵州省煤田地质局实验室提供的煤炭自燃倾向等级鉴定报告，区内各可采煤层的自燃倾向性均为三类。 （ 4）地温 该矿井属地温正常区，无热害。 （ 5）煤层顶、底板 顶板：可采及局部可采煤层的 顶板岩性为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩，含粉砂质泥岩等松软岩石的顶板，其抗压强度差，易垮塌，为砂岩等较坚硬岩石的顶板，其抗压强度较好，较为稳定。底板：多为泥岩，遇水易膨胀，应加强管理。 （ 6）水文地质 1地层含、隔水性 矿区内地下水类型主要为基岩裂隙水、松散岩类孔隙水，其次为碳酸盐岩岩溶裂隙水。 第四系（ Q）：主要为坡积、残积、冲积物，岩性以砂质粘土、粘土、亚粘土为主，厚度变化不大， 0 10 米，一般厚 右。为孔隙水。该带透水性好，地下水易于排泄，动态变化大，大部分是季节性泉水，富水性弱。 永 宁镇组（ 本组岩性以灰岩为主，厚约 260m。含碳酸盐岩岩溶裂隙水。 夜郎组（应为 “飞仙关组 ”，以下同）：本组岩性以泥岩、灰岩、泥质灰岩为主，厚约 550m。含碳酸盐岩岩溶裂隙水和基岩裂隙水。灰岩地段含水性强，泥岩含水性弱，其泥岩与灰岩交替沉积，使各含水层之间无水力联系。 上二叠统宣威组（应为 “龙潭组 ”，以下同）：岩性为砂岩、粉砂岩、泥岩、粉砂质泥岩，厚约 230m 左右，含基岩裂隙水，为相对隔水层，含水性弱。 峨嵋山玄武岩（ 主要为灰绿、暗绿色玄武岩及拉斑玄武 岩，中夹玄武质凝灰岩及砂页岩，厚度大于 200m（老屋基井田内厚度约 350m）。节理和风化裂隙较发育。峨眉山玄武岩组是裂隙型弱含水层，透水性不良，为茅口组灰岩与龙潭组之间的相对隔水层。据有关资料，盘西铁路支线火铺平关燧道穿过本组时，最大垂深 150m，燧道内干燥无水。 含煤地层上覆含水层为永宁镇组岩溶水，富水性强、水量较大，但距煤层远，其间有 9 飞仙关组相对隔水层阻隔；含煤地层下伏岩溶强含水层为栖霞、茅口组灰岩，岩溶水富水性强、水量大，其间有峨嵋山玄武岩相对隔水层阻隔。故煤系地层的上覆、下伏岩溶强含水层对煤层的开采 均无影响。煤系地层中的直接含水层以细砂岩层为主，一般厚度较薄，含裂隙水，其富水性弱，水量小，对煤层的开采影响不大。 2矿井充水因素分析及水文地质类型 矿井充水因素既决定于水文地质条件，又决定于开拓方式。充水强度受充水水源和通道的影响。 1) 地表水 井田北东边界有松山小河自南西北东流入拖长江，汇入北盘江。松山小河为山区雨源型河流，流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小，河水主要受大气降水控制。 井田内剩余可采区域距松山河较远，且松山河位于煤系露头附近，本设计已留有煤柱（与煤层露头共用），煤系地层隔水能力较好， 因此松山河对矿井开采影响较小。 工业场地处有一溪沟，其汇水面积 煤炭工业企业总平面设计手册推荐的交通科研院小流域径流简化公式（ 算，频率为 1/100 s。根据煤炭工业矿井设计规范规定的防洪标准，本矿井口和工业场地防洪设计按百年一遇计算，井口按三百年一遇校核。经计算洪水对井口和工业场地均无威胁。 2）地下水 井田内无大的断层，地层相对完整，不会造成含水层与含煤地层拉近或对接。煤系地层隔水性较好，不会将地表水导入井下，为相对隔水层。因此地下水 对矿井开采影响较小。 3）水文地质类型 本井田属以大气降水为主的裂隙充水矿床，水文地质条件中等，水文地质类型属二类二型。 3矿井涌水量 本矿井属以大气降水为主的裂隙充水矿床，主要为顶板中所含裂隙水向巷道内渗漏，其次为老窑积水及采空区积水等。根据原地质报告及矿山多年开采收集资料，整合前原 000煤矿井下最大涌水量为 40h，正常涌水量为 20h。随着矿井开采范围的增大和开采深度的增加，矿井用水量将增大。 地质报告推荐采用 “比拟法 ”计算矿井涌水量，但报告中对生产矿井的正常及最大涌水量取值过小。设计根据相 邻生产矿井火铺矿，截至 2002 年底实际涌水量资料进行采用 “比拟法 ”计算矿井涌水量，根据分区划分及开采面积计算矿井涌水量。 （ 1）预算公式 正常涌水量计算公式： Q=S/ 1 最大涌水量计算公式： Qn 式中： Q计算涌水量（ m3/h） F计算面积（ S计算开采深度（ m） 10 火铺矿正常涌水量（ m3/h） 火铺矿开采面积（ 火铺矿开采深度（ m） n涌水量变化系数 采用计算指标和计算结果详下表： 预计矿井涌水量计算表 参数 分区 m3/h) F （ m） S （ m） Q (m3/h) n m3/h) 一水平 92 320 据上述计算，在 +高正常涌水量为 80m3/h，最大涌水量为 240m3/h。由于采掘后水文地质 条件发生变化，今后生产中应积累水文地质资料，修正其涌水量，合理地选择排水设施及设备。开采 +1400m 标高以下资源时，根据实际情况增加排水设备。 根据提供的安全专篇可知： 由于本矿与 红果 煤矿属于同一业主，两矿设计生产能力 之和为 90 万 t/a，且两矿井相邻，所以设计考虑在本矿井与 000 煤矿之间设置矿山救护中队，负责两矿井的矿山救护日常工作。配备矿山救护车 3 辆，人员 32 人。场地选在 000 煤矿一采区回风斜井场地旁，场内布置有矿山救护中队及训练场地。救护队设有车库、值班室、通信室、着装室、装备室，办公室等。在矿井建成投产前，应完成矿山救护中队的报批及组建工作。矿井建设期间应与就近的矿山救护队签订服务协议，以满足基建期间的矿山救护要求。 根据矿井生产能力、开采条件及灾害情况，专职矿山救护中队由 3 个小队组成，每个小队由 9 人组成。救护中队每天应有 2 个小队分别值班。 量、生产能力及服务年限 000 煤矿位于盘关向斜西翼中段松山勘探区，井田范围西起松山井田 11 号勘探线，根据贵州省国土资源厅颁发的采矿许可证（证号： 000煤矿矿界范围由 10 个拐点坐标圈定， 矿界东西长约 北宽约 区面积 1井拐点坐标（北京坐标系） 拐点编号 X Y 1 2853137 35443789 2 2853448 35444066 3 2853845 35444692 4 2854245 35445038 5 2854360 35445243 11 6 2853747 35445795 7 2853603 35445648 8 2853223 35445288 9 2852699 35444752 10 2852430 35444513 矿区面积： 开采深度： +1800m +1400m； 矿井可采储量 2158 万 t， 设计生产能力为 45 万 t/a，服务年限 34a。 田开采现状 （ 1）开拓方式 本矿井采用斜井开拓方式。 主斜井及副斜井布置在 24 号煤层底板岩层中，在 +1520m 标高 24 号煤层底板岩层中布置有 1520 运输大巷，在 +1620m 标高 24 号煤层底板布置有 1620 轨道大巷，运输及轨道大巷分别通过联络巷与主副斜井沟通。一采区进风 斜井及一采区回风斜井布置在 24 号煤层底板岩层中，二采区进风斜井为穿层布置，二采区回风斜井布置在 24 号煤层底板岩层中。 设计采用区段石门联系煤层，由 1520 运输大巷北端掘进 11 运输石门，揭 15 号煤层后布置 1152 运输巷，由 1620 轨道大巷掘进 11 机轨合一 石门，揭 15 号煤层后布置 1152回风巷， 1152 运输及回风巷通过开切眼沟通 1152 回风巷通过 11 回风石门 ， 11 回风石门与一采区回风斜井沟通，形成 1152 回采工作面通风系统。 目前一采区内 1152 回风巷已掘进完成 ，正在回采 ， 1121 运输巷正在掘进， 1121 进风巷 与 11 运输石门连接， 1121 回风 巷正在掘进， 1121 回风 巷通过 11 机轨合一石门联络巷与 11 回风石门联通 ， 11 回风石门 与一采区回风斜井连接。 由 1520 轨道大巷南端掘进 21 运输 石门，揭 3 号煤层后布置 2032 运输巷，由二采区掘 21 机轨合一 石门，揭 3 号煤层后布置 2032 回巷， 2031 运输及回风巷通过开切眼沟通，二采区布置有 21 及 22 回风石门，分别作为各煤层运输及回风巷掘进时的回风巷，同时 21回风石门作为采面回风石门。 安全专篇设计矿井投产时开采采面为一采区 2031 采面，二采区 2032 采面，掘进工作面为一采区 1032 运输及回风巷，二采区 2042 运输及回风巷。目前一、二采均已投产，随着采掘面的推进， 2031 已回采结束， 目前井下采煤工作面为一采区 1152 采面及二采区2032 采面，目前掘进面为一采区 1121 运输巷掘进面， 1121 回风巷掘进面，二采区 2121运输及回风巷掘进面。 （ 2）主要井筒及作用 000 煤矿为斜井开拓，设有主斜井、副斜井、一采区回风斜井、二采区回风斜井、一采区进风斜井及二采区进风斜井 6 条井筒，主斜井井口标高为 +斜井断面为半圆拱，表土段采用混凝土支护，净断 面 进断面 巷段均采用锚网喷支护，净断面 进断面 筒内铺设宽 1000带输送机及架空乘人装置，担负矿井煤炭运输、进风和人员下井任务；副斜井断面亦为半圆 12 拱断面，表土段采用砼碹支护，净断面 进断面 巷段采用锚网喷支护，净断面 进断面 负矿井材料、设备、矸石运输及进风、管线铺设任务；一采区回风斜井为半圆拱断面，采用锚网喷支护，净断面 进断面 要担负回风任务；二采区回风斜井为半 圆拱断面，采用锚网喷支护，净断面 要担负回风任务；一采区进风斜井及二采区进风斜井为半圆拱断面，砌碹支护，净断面 进断面 要担负矿井进风任务。 表 1 筒 特 征 表 顺序 名称 单位 主斜井 行人斜井 一采区 回风斜井 一采区 轨道斜井 二采区 回风斜井 二采区 轨道斜井 1 井口 坐标 X m 2854037 2853784 2853930 2853908 2853479 2853722 Y m 35445116 35444700 35444873 35444855 35444417 35444600 2 井口标高 m +1706 +1706 +3 方位角 度 12 316 316 320 328 4 断面 净 掘进 5 长度 m 433 506 365 365 292 214 6 倾角（坡度） 度 18 18 25 25 26 26 7 井筒装备 胶带 铺轨道 铺轨道 8 备注 运煤、行人 进风、 行 人 回风 辅助运输 回风 辅助运输 （ 3） 水平布置 根据矿区范围、煤层赋存状况及矿井开拓方式，全矿井划分为一个水平开采，标高1520m。 （ 4）采区划分 采区划分与煤层赋存条件、开采方式及采煤机械化程度有直接的关系。本矿井走向长为 斜宽为 际剩余资 源赋存在 +1520m +1400m 标高之间，由于本矿井以两个采区达产，为了使采区划分能够做到使全井田合理开采，前后期统筹兼顾，确定本矿井以一个水平四个采区开采， +1520m 标高以上为一、二采区， +1400m 以下为三、四采区。 （ 5）开采顺序 采区间开采顺序为：一采区、二采区 三采区、四采区。 开采顺序安排为：本矿井开采煤层为近距离煤层群，采用联合开拓；区段内煤层间亦为下行式。工作面为走向长壁后退式回采。 （ 6）矿井现生产采区 矿井现生产采区为一采区及二采区。 井通风情况 （ 1）通风方式及通风系 统 13 本矿按煤与瓦斯突出矿井设计，确定本矿井为一个水平四个采区开采， +1400m 标高以上为一采区、二采区， +1400m 以下为三、四采区。采区间开采顺序为：一采区、二采区 三采区、四采区，设计首先开采一、二采区，三采区为一采区的接替采区，四采区为二采区的接替采区。矿井通风方式为分区式，即各个采区独立回风，在前一采区回采完之前，不得利用同一回风井进行其接替采区的掘进和回采通风用。矿井通风方法为抽出式。一采区新鲜风流由主斜井、副斜井和一采区进风斜井进入，乏风通过一采区回风斜井排出。二采区统新鲜风流由二采区进风斜井进 入，由二采区回风斜井排出。井下回采、掘进工作面均采用独立回风。回采工作面采用 “U”型通风，矿井掘进工作面采用局部通风机作压入式通风，均为独立通风系统。 （ 2）通风设备 一采区 选用防爆对旋轴流通风机： 8 (n 740二台，其中：一台工作、一台备用，其工况点参数为： Q =45m3/s， H =1420 片安装角度49/41 ；风机叶片极限安装角： 40/32 55/47 ；配 8、 45 380台风机配二台电机），二 台工作、二台备用 。 二采区选用防爆对旋轴流通风机： 8 (n 740二台，其中：一台工作、一台备用，其工况点参数为： Q =47m3/s， H =2100 片安装角度46/38 ；风机叶片极限安装角： 40/32 52/44 ；配 8、 75 380台风机配二台电机），二台工作、二台备用 。 水情况 （ 1）矿井供电电源 根据贵州电力设计院 2006 年 4 月编制的贵州电网公司 “十一五 ”煤矿供电规划，规划在红果片区新建五个 10关站向附近的煤矿供电，其中距离 000 煤矿约 4滥田 10关站作为 该 矿的供电电源，由滥田 10关站的两段 10线分别引 10 矿 。 滥田 10关站两回 10路引自沙坡 110（ 240同10线段，沙坡 110两回 110源引自红果 220（ 2150 （ 2）供电负荷 矿井有功功率 ： 矿井无功功率 ： 自然功率因数 在功率： 经 过 补偿后：有功功率： 无功功率： 功率因数 在功率： 矿井年电耗量约 kWh，吨煤电耗为 h。 （ 3）矿井供电系统及变压器选择 在贵州 盘县红果镇 000 煤矿 开采方案中， 设计 从滥田 10关站不同 10线段出两回 1000煤矿工业场地， 1095,单回长约 4 14 在工业场地设置地面 10电所，在二采区风井场地设置 10设式变电所，在一采区井下设一 个中央变电所，二采区设一个采区变电所。由地面 10电所采用两回0 335 高压电缆沿主斜井向中央变电所供电，两回下井电缆分别引自不同的母线段；矿井地面采用 10380V 配电电压，井下采用 10660V、 127V 配电电压。二采区变电所电源引自中央变电所。 工业场地 10电所 选用 两台 800/10 10/800压器、 2 套 12 台 配电柜向一采区场地内低压设备配电 。 二采 区 风井场地 10设式变电所 选用 两台 250/10 10/250压器、 1 套 压无功功率补偿柜、 9 台 配电柜向二采区风井场地通风机、场地管道泵等地面低压负荷配电，两回 10源线路引自工业场地 10电所，导线型号为 35， 单回长 500m。 中央变电所内设 10 台 10 型矿用隔爆型高压真空配电柜，两台 100/10 10/100用隔爆型干式变压器为局 部通风机 专用变压器，三台 00/10 10/500水泵、 1550运输大巷胶带机、11 运输斜石门胶带机、充电硐室充电机、 1021 回风顺槽设备、掘进头 2 设备、一采区煤仓给煤机等设备配电；在 1021 运输顺槽设一台 400/10 10/00用隔爆型移动变电站，为 1021 工作面、 1021 运输顺槽、掘进头 1 等设备配电。 二采区变电所设 5 台 10 型矿用隔爆型高压真空配电柜，两台 100/10 10/100用隔爆型干式变压器为局 部通风机 专用变压器，一台 15/10 10/315用隔爆型干式变压器为 21 运输石门胶带机、 21 运输上山胶带机、二采区煤仓给煤机、掘进头 4 设备、 2021 回风顺槽等设备配电；在 2021 运输顺槽设一台 400/10 10/00用隔爆型移动变电站，为 2021 工作面、2021 运输顺槽胶带机、调度绞车、掘进头 3 等设备配电。 为地面供电的电力变压器中性点接地，为井下供电的矿用隔爆型干式变压器中性点不接地。 （ 3）水源情况 通过对矿区的水文地质补勘，矿区内地表水 较丰富 ， 位于工业场地主斜井井口东北面水平距离约 （地面标高为 +升高度约 70m。该出水洞枯季流量约 s，即约 2750m3/d。 水量充足，除满足 000 煤矿生活用水约 475m3/d 和施工期间生产用水约 330m3/d 外，剩余水量还 能满足该矿井生活用水约 455m3/d（包括地面生产系统用水约 20m3/d） 和施工期间生产约 350m3/d 15 用水量要求，在征得地方政府主管部门的同意后，经 净化、消毒后 可作该矿井生活、消防用水水源。 六大系统 ”的建设情况 选 择 矿井监控系统，主要监控矿井上下各类安全、生产参数。该系统具有报表、曲线、图形等屏幕显示、打印和绘图、数据存储调用、参数超限报警、控制等多种功能，各分站既能与监控中心汇接，又可独立工作。系统具有传输故障、设备故障、供 /断电状况和软件运行故障等的自诊断功能，还具有远程维护功能。 安全监测监控系统主要由地面中心站、矿用监控仪、各种传感器和控制执行器等部分组成其参数如下： 1）容量： 128 个分站， 1024 个输入量， 512 个控制量 2）传输速率： 2400）传输方式： ）中心站到分站传输距离： 25）分站到传感器传输距离： ）巡检周期： 30s 7）处理精度： 8）画面刷新： 4s 9）电源波动： 90 110%(地面 )、 15 75%(井下 ) 10）处理传感器种类：瓦斯、风速、负压、一氧化碳、水位、煤位、温度、烟雾、开停、风门、馈电、流量、电流、电压、功率等。 为了保障 000 煤矿的安全生产，根据 000 煤矿安全生产管理的需要，按照煤矿安全规程和矿井通风安全监测系统装备标准和使用管理规定的要求，总共需在 000 煤矿地面及井下 共设置 25 个分站 241 个监测点进行监测，其中地面设有 8 个分站，井下设有17 个分站，共监测模拟量 133 个，开关量 108 个。地面分站分别设置在风井场地通风机配电间、风井场地瓦斯抽放站、工业场地压风机房、主井井口房，井下分站主要设置在回采工作面、掘进工作面、回风巷、机电硐室等处。 （ 1）行政通信 本矿井位于盘县红果镇，根据盘县通信网的现状，本片区已形成了较完善的通信网，其通信系统均已实现程控化，具备将全片区的行政通信系统纳入公用网的条件。故本矿井不再另设行政交换机，供行政办公使用的电话和 住宅电话可纳入盘县通信支局，采用虚拟网方式由通信支局接入电信公共本地网。 矿调度安装一台与本地通信网络相联通的直拨电话。 （ 2）生产调度通信 依照煤矿井下安全避险 “六大系统 ”建设完善基本规范（试行）煤矿应安装有线调 16 度电话系统。本设计选用 矿用程控调度交换机供生产调度使用，交换机容量为 128 门。井下通过安全栅成为本安型通信。在地面的通风机配电间、瓦斯抽放泵房、瓦斯发电站、主、副井井口房、绞车房、压风机房、综合库房、机修车间、综采设备间、地面变电所、水源净化站、胶带机头等地点设置电话，其中地面变电 所、通风机配电间、瓦斯抽放泵房、绞车房设直通电话可与矿用调度室直接联系。 000 矿在 10电所设电力调度专用电话，与上级供电部门通信。 煤矿已安装井下人员定位系统，人员定位系统选用 人员定位系统，用于煤矿井下人员和目标的跟踪和定位，实现与动态目标识别器之间进行信息交换。可工作于煤矿井下有煤尘和瓦斯爆炸的危险气体环境中。该系统由软件系统和硬件系统组成，其中软件系统包括应用软件和嵌入式软件两部分，由这两部分软件共同支撑着整个系统的运行用于完成信息采集、识别、加工及其 传输；硬件系统由发射天线、接收天线、天线调谐器、阅读卡和标识卡组成，用于完成信息采集和识别，从而实现预设的系统功能和信息化管理目标。 000 煤矿配备人员标识卡 750 个。在井下采掘面巷道，避难硐室等安设有分站及读卡器。 煤矿安装有生产用的压风系统。 矿山现有空压机：选用 风冷式螺杆压缩机 55A 型三台 （ 2 台工作， 1 台备用），配套电机功率 55380V，单台供风量 气压力： 压风管路选用： 1084 无缝钢管，经主斜井下井。 压风管路安装到 井下各主要巷道、主要工作场所或其附近，并安装压风自救器，形成矿井压风自救系统。 由一采区进风斜井井口 西北 面水平距离约 205m 处 200m生产、消防水池（设一趟 接钢管至井下向井下供水。井下各巷道设置给水三通。 井下主要灾害为：水、火、瓦斯、煤尘、煤与瓦斯突出、 顶底板事故 等灾害。 矿井水灾的危害具体表现在以下几方面： （ 1）如果排水系统不完善，会造成涌水四溢，巷道到处是 泥水，使作业环境恶化，给安全生产和文明生产造成不利影响。 （ 2）顶板淋水、煤壁渗水，使巷道内空气湿度加大，影响职工的身体健康。 （ 3）矿井水量越大，排水设备和排水费用越高，不仅增加生产成本，而且增加了管理工作难度。 17 （ 4）矿井水对机器设备和金属材料产生腐蚀作用，缩短其使用寿命，增加生产成本。 （ 5）矿井涌水量一旦超过排水能力或突然涌水，轻则造成井巷或采区被淹，重则造成人员伤亡和财产损失，甚至矿井报废。 根据该矿井的具体实际，对其可能形成的水害类型分析如下： 本矿井的水文地质条件属中等，主要水患是指地表 水、裂隙水，小窑积水，采空区积水和雨季渗水。根据掌握的地质资料，矿井涌水主要来自以下几个方面： （ 1）顶板裂隙水：主要指矿井采掘过程中，从巷道顶板裂隙进入矿井的水，由于煤系地层中灰岩岩层薄，含水性弱，因此进入矿井的水量很小，煤层顶板裂隙水是进入矿井的直接充水原因。 （ 2）老空区水：随着开采面积的增大，上覆含水层的裂隙水可能沿导水裂隙进入采空区形成老空水。 （ 3）老窑水：在煤层露头上分布着许多老窑及废弃小井，均在浅部开采煤层，当矿井开采与老空区揭穿后，老窑水便通过老空区进入矿井，生产中要注意老空区积水及老窑水 ，开采煤层时要做好老空区积水及老窑水的防治工作。 矿井瓦斯给安全生产带来极大的威胁，主要表现在以下几个方面： （ 1）井下空气中瓦斯浓度较高时，会相对地降低空气中氧气含量，使人窒息死亡。 （ 2）瓦斯爆炸后产生高温，即爆炸产生的热量迅速加热周围空气，一般情况下温度在 1850以上；瓦斯爆炸后产生高压，即周围气体温度急剧升高时，就必然引起气体压力的突然增大，一般爆炸后的压力可以达到爆炸前的 9 倍；瓦斯爆炸后产生正向及反向冲击，直接造成人员伤亡、设备损失，巷道破坏；瓦斯爆炸后产生一氧化碳等有 害气体，使人中毒而亡；瓦斯爆炸要消耗大量氧气，使