煤矿井下紧急避险系统设计方案.doc

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201023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2010146号）；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201115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201133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201215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201310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。1.矿井概况1.1.矿井基本情况1.1.1.交通位置矿井工业场地所在地交通便利，东北有S217省道通过，在两河接G320国道。矿井工业场地至S217省道14km，经S217省道至红果镇44km，至盘县电厂29km，工业场地往西南经火铺镇接G320国道25km，至盘南电厂57km，另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13km，至红果镇23km。工业场地南面有镇（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21km。因此，本矿井交通运输条件较好。（见交通位置图1-1-1）。盘县红果镇000煤矿1.1.2.地形地貌及河流一、 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+1833.3m，最低标高+1598.5m，相对高差约234.8m。近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+1598.5m，为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。1.1.3.地质构造及煤层一、 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4050，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：F11-2：为一逆断层，走向110,倾向20,倾角5559,断距10m左右。F11-5：为一正断层，走向55左右,倾向145左右，倾角60左右，断距15；F11-7为逆断层，走向60左右，倾向150左右，倾角60左右，断距1520m。另有四条隐伏断层：F11-83：为一正断层，走向35,倾向125,倾角70,断距16-28m；F11-84：为一逆断层,走向35，倾向125,倾角70,断距25-30m；F11-17：为一逆断层，走向50，倾向150,倾角73,断距9-17m；F11-26：为一正断层，走向41，倾向131,倾角66,断距6-10m。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（P2xn）。煤组总厚232.19m，上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02层。区内主要可采及局部可采煤层为2号、3-1号、3号、4号、6号、8号、12号、14号、15号、15-1号、16-2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1517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0.660.97m，平均0.82m，含夹石12层，厚0.020.20m，顶板岩性多为泥岩、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9.0923.87m，平均14.16m，煤层厚度1.412.11m，平均1.76m，含夹石1层，厚0.020.05m，顶板岩性多为细砂岩、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。31号煤层：上距3号煤层1.610.0m，平均3.52m，煤层厚度01.39m，平均0.7m，含夹石1层，厚0.030.1m，顶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31号煤层0.29.0m，平均5.21m，煤层厚度0.522.38m，平均1.45m，含夹石13层，厚0.020.45m，顶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7.3320. 64m，平均10.16m，煤层厚度0.61.99m，平均1.30m，含夹石13层，厚0.020.45m，顶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2.4514.50m，平均9.67m，煤层厚度0.580.92m，平均0.75m，含夹石1层，厚0.020.10m，顶板岩性多为泥岩、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9.4042.20m，平均22.14m，煤层厚度0.223.31m，平均1.76m，含夹石12层，厚0.020.15m，顶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4.1014.40m，平均9.76m，煤层厚度0.851.96m，平均1.40m，含夹石1层，厚0.10.5m，顶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2.014.00m，平均9.62m，煤层厚度01.42m，平均0.71m，含夹石12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。151号煤层：上距15号煤层0.6510.30m，平均5.91m，煤层厚度0.204.11m，平均2.16m，含夹石12层，厚0.030.1m，顶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。162号煤层：上距151号煤层4.021.41m，平均10.0m，煤层厚度01.6m，平均0.80m，顶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162号煤层0.63.5m，平均1.04m，煤层厚度0.03.27m，平均1.64m，含夹石层，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2.5015.70m，平均6.69m，煤层厚度0.812.01m，平均1.41m，含夹石13层，厚0.030.2m，顶板岩性多为泥岩，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7.5036.73m，平均18.41m，煤层厚度0.723.66m，平均2.19m，含夹石12层，厚0.050.15m，顶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6.4029.0m，平均18.36m，煤层厚度0.292.06m，平均1.18m，含夹石12层，厚0.030.3m，顶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2.08.0m，平均3.50m，煤层厚度0.250.95m，平均0.60m，顶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2.1012.30m，平均6.16m，煤层厚度0.422.32m，平均1.37m，顶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1-1-3。表1-1-3 可采煤层1.1.4.其它开采技术条件（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0.9623.50 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16.79m3/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16.79m3/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45m3/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，010米，一般厚2.00m左右。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（T1yn）：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（P3）：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18.1129km2，按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（P602）计算，频率为1/100的设计洪峰流量100.75m3/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40m3h，正常涌水量为20m3h。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=Q1FS/ F1S1最大涌水量计算公式： Qmax = Qn式中： Q计算涌水量（m3/h） F计算面积（m2） S计算开采深度（m） Q1火铺矿正常涌水量（m3/h） F1火铺矿开采面积（m2） S1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Q1(m3/h)F1（km2）F（km2）S1（m）S（m）Q(m3/h)nQmax(m3/h)一水平384.44.91.1539232073.63221.8根据上述计算，在+1400.0m标高正常涌水量为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。1.1.5.矿山救护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。1.2.矿井开拓开采现状1.2.1.井田境界、储量、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：C5200002012011120122542），000煤矿矿界范围由10个拐点坐标圈定，矿界东西长约2.416 km，南北宽约1.930 km，矿区面积1.7297km2表1-2-1 矿井拐点坐标（北京坐标系）拐点编号XY12853137354437892285344835444066328538453544469242854245354450385285436035445243628537473544579572853603354456488285322335445288928526993544475210285243035444513矿区面积：1.7297km2；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。1.2.2井田开采现状（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+1685.0m，副斜井井口标高1706.1m。主斜井断面为半圆拱，表土段采用混凝土支护，净断面13.3m2，掘进断面15.3m2，岩巷段均采用锚网喷支护，净断面13.3m2，掘进断面14.2m2，井筒内铺设宽1000mm胶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拱断面，表土段采用砼碹支护，净断面11.5m2，掘进断面13.6m2，岩巷段采用锚网喷支护，净断面11.5m2，掘进断面12.6m2，担负矿井材料、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7.9m2，掘进断面8.6m2，主要担负回风任务；二采区回风斜井为半圆拱断面，采用锚网喷支护，净断面7.6m2，掘进断面8.6m2，主要担负回风任务；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6.0m2，掘进断面7.5m2，主要担负矿井进风任务。表1-2-2（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1.85km，倾斜宽为0.94km，实际剩余资源赋存在+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。1.2.3矿井通风情况 （1）通风方式及通风系统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：FBCDZ8No18B型(n740rPm) 二台，其中：一台工作、一台备用，其工况点参数为： Q =45m3/s，H =1420Pa，0.85，叶片安装角度49/41；风机叶片极限安装角：40/3255/47；配YBF280M8、45kW、380V防爆电机四台（一台风机配二台电机），二台工作、二台备用。二采区选用防爆对旋轴流通风机：FBCDZ8No20C型(n740rPm) 二台，其中：一台工作、一台备用，其工况点参数为：Q =47m3/s，H =2100Pa，0.85，叶片安装角度46/38；风机叶片极限安装角：40/3252/44；配YBF315M8、75kW、380V防爆电机四台（一台风机配二台电机），二台工作、二台备用。1.2.4.矿井供电、供水情况（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10kV开关站向附近的煤矿供电，其中距离000煤矿约4km的滥田10kV开关站作为该矿的供电电源，由滥田10kV开关站的两段10kV母线分别引10kV供电线路至该矿。滥田10kV开关站两回10kV线路引自沙坡110kV变（240MVA）不同10kV母线段，沙坡110kV变两回110kV电源引自红果220kV变（2150MVA）。（2）供电负荷矿井有功功率：151.04kW；矿井无功功率：132.11kVar；自然功率因数COS0.710；视在功率：3028.67kVA；经过补偿后：有功功率：1828.38kW；无功功率：570.90kVAR；功率因数COS0.955；视在功率： 1915.44kVA；矿井年电耗量约 914.19万kWh，吨煤电耗为20.32kWh。（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10kV开关站不同10kV母线段出两回10kV线路至000煤矿工业场地，10kV供电线路规格为LGJ95,单回长约4km。在工业场地设置地面10kV变电所，在二采区风井场地设置10kV附设式变电所，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10kV变电所采用两回MYJV228.7/10335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10kV、380V配电电压，井下采用10kV、660V、127V配电电压。二采区变电所电源引自中央变电所。工业场地10kV变电所选用两台S11800/1010/0.4kV 800kVA变压器、2套GGJ1低压无功功率补偿柜、12台GGD1型配电柜向一采区场地内低压设备配电。二采区风井场地10kV附设式变电所选用两台S11250/10 10/0.4kV 250kVA变压器、1套GGJ1低压无功功率补偿柜、9台GGD1型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10kV电源线路引自工业场地10kV变电所，导线型号为LGJ35，单回长500m。中央变电所内设10台PJG4310型矿用隔爆型高压真空配电柜，两台KBSG100/1010/0.69kV 100kVA矿用隔爆型干式变压器为局部通风机专用变压器，三台KBSG500/1010/0.69kV 500kVA矿用隔爆型干式变压器为泵房水泵、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KBSGZY400/10 10/0.69kV 400kVA矿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PJG4310型矿用隔爆型高压真空配电柜，两台KBSG100/1010/0.69kV 100kVA矿用隔爆型干式变压器为局部通风机专用变压器，一台KBSG315/1010/0.69kV 315kVA矿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KBSGZY400/10 10/0.69kV 400kVA矿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1.54km处（地面标高为+1635.00m），距工业场地生活水源净化站水平距离约1.76km，提升高度约70m。该出水洞枯季流量约31.9L/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。1.3.“六大系统”的建设情况1.3.1.监控监测系统选择KJ95NA型矿井监控系统，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。KJ95NA型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：2400bps3）传输方式： RS485或DPSK4）中心站到分站传输距离：25km5）分站到传感器传输距离：2.5km6）巡检周期：30s7）处理精度：0.5%8）画面刷新：4s9）电源波动：90110%(地面)、1575%(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。1.3.2.通信联络系统（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）煤矿应安装有线调度电话系统。本设计选用DDK-6型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10kV变电所设电力调度专用电话，与上级供电部门通信。1.3.3.井下人员定位系统煤矿已安装井下人员定位系统，人员定位系统选用KJ251A型人员定位系统，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。1.3.4.压风自救系统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 SA55A型三台（2台工作，1台备用），配套电机功率55kW、380V，单台供风量10.4m3/min，排气压力：0.75 Mpa。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。1.3.5.供水施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（池底标高1675.00m）铺设一趟DN150焊接钢管至井下向井下供水。井下各巷道设置给水三通。2.井下紧急避险系统建设分析2.1.矿井灾害危险分析井下主要灾害为：水、火、瓦斯、煤尘、煤与瓦斯突出、顶底板事故等灾害。2.1.1.水灾危险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。 （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。2.1.2.瓦斯灾害危险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，使爆炸现场氧气浓度急剧下降，使人窒息而亡。（3）某些地区煤（岩）体内的瓦斯量较大时，瓦斯会因采掘活动的影响而以突然的、猛烈的形式被释放出来，同时带出大量的煤（岩），直接造成人员伤亡，设备、设施或巷道的破坏。该矿位于煤与瓦斯突出危险区域，矿井瓦斯含量较大，随着开采深度的增加，瓦斯涌出量还会进一步增大。故而，矿井存在煤与瓦斯突出风险和瓦斯爆炸风险。2.1.3.煤尘灾害危险矿井煤尘灾害给安全生产带来极大的危害，主要表现在以下几个方面：（1）对人体的危害。人长期吸入煤尘后，轻者会患呼吸道炎症，重者会患尘肺病。（2）煤尘在一定条件下可以爆炸。煤尘能够在完全没有瓦斯存在的情况下爆炸，对于瓦斯矿井，煤尘则有可能与瓦斯同时爆炸。 （3）降低工作场所能见度，导致人员误操作或不能及时发现事故隐患，增加了发生人身事故的可能性。（4）加速机械磨损，缩短设备使用寿命。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各可采煤层均具有煤尘爆炸危险性。另一方面，矿井存在瓦斯爆炸的危险性，在瓦斯爆炸时，风流中的煤尘亦有可能参与爆炸，导致事故扩大。2.1.4.火灾危险井下发生火灾，不仅会造成资源的损失、设备设施的损坏，导致生产中断，而且更为严重的是会直接威胁矿工的生命安全。 矿井火灾的危害具体表现在以下几个方面：（1）井下发生火灾后，产生大量的有害气体。高温烟流德众一氧化碳、二氧化碳等气体会使人员窒息、中毒，严重威胁着矿工的生命安全。（2）引起瓦斯、煤尘爆炸。在有瓦斯、煤尘爆炸危险的矿井，火灾不仅会直接导致瓦斯、煤尘爆炸，就是在处理火灾事故中，也极易诱发瓦斯、煤尘爆炸事故，从而扩大灾情。（3）产生再生火源。炽热的含挥发性气体的烟流与相接巷道新鲜风流交汇燃烧，火源下风侧可能出现若干再生火源，使煤炭资源大量被烧毁或冻结、损坏机械设备。（4）产生火风压。火风压是指火灾产生的高温烟流流经有标高差的井巷所产生的附加风压。火风压常会造成风流紊乱，使某些井巷的风流方向发生逆转现象，导致受灾范围扩大，容易使灭火人员陷入火区。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，各可采煤层的自燃倾向性为三类。因此煤炭自燃的可能性不大。但是，矿井井下存在大量的用电设备，存在电器火灾危险。2.1.5.顶板灾害危险据贵州省 “十一五”期间煤矿事故类型分布统计数据显示，我省各类煤矿事故中顶板事故的发生起数最多，死亡人数最多。原因主要有：（1）安全投入不足。相当一部分乡镇煤矿采用巷柱式采煤，井下多头作业，采用木支护，支护强度不够，支护质量不符合要求，甚至空帮漏顶冒险作业，导致顶板事故多发。（2）部分矿井正在进行支护改改和采煤工艺的改革，但由于缺乏技术人员和熟练工人进行管理，容易导致顶板事故。（3）开拓布置不合理，在应力集中区布置巷道，导致无法支护。（4）现场违章指挥、违章作业，作业现场顶板和围岩情况变化后未及时制定相应安全技术措施，巷道维护时不按照规程操作等。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。从上述情况分析，由于矿井顶底板岩性相对较差，发生顶板事故的风险亦存在。2.1.6.其它灾害危险根据本矿所属煤矿企业，属于高风险行业，还存在提升运输伤害、火药爆炸、放炮伤害、地面自然灾害、触电伤害、机械伤害、中毒和窒息、粉尘职业危害等风险，但这些灾害发生时，一般不会造成大量人员被困在井下的情况。2.2建设井下紧急避险系统的必要性（1）本矿存在发生水害、火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸、煤与瓦斯突出和顶底板事故的风险，在发生此类事故时，影响范围较大。为此，根据国家有关政策要求，有必要建设紧急避险系统为遇险人员安全避险提供生命保障。紧急避险系统建设的内容包括为入井人员提供自救器、建设井下紧急避险设施、合理设置避灾路线、科学制定应急预案等。（2）井下紧急避险设施对外能够抵御高温烟气，隔绝有毒有害气体，对内提供氧气、食物、水，去除有毒有害气体，创造生存基本条件，为应急救援创造条件、赢得时间。（3）建设井下紧急避险系统，可有效降低灾害损失，有效降低事故危害程度、提高矿井抗灾能力，进一步提高地下矿山生产安全水平，更大限度地保障井下人员生命安全。建设该系统，是以人为本、安全发展理念的重要体现，是建设坚实的矿山安全技术保障体系的重要内容。（4）根据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2010146号)，2012年6月底前，所有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井，中央企业和国有重点煤矿中的高瓦斯、开采容易自燃煤层的矿井，要完成紧急避险系统的建设完善工作；2013年6月底前，其他所有煤矿要完成紧急避险系统的建设完善工作。（5）根据煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定（安监总煤装201115号）的要求，紧急避险系统应有整体设计，煤矿企业是煤矿井下紧急避险系统建设管理的责任主体，负责紧急避险系统的建设、使用和维护管理工作。3.矿井紧急避险系统设计3.1.设计方案3.1.1.紧急避险设施布置依据（1）政策依据1）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2