河南XXX能源有限公司XXX煤矿二矿 综采放顶煤开采可行性技术论证河南XXX能源有限公司XXX煤矿二矿生产技术科2017年3月22日目 录一、矿井概况 11 、地理位置与交通 12、矿井地质构造 13 、煤层条件及顶底板岩性 34 、瓦斯、煤尘 55、矿井水文地质情况 5二、矿井建设 61、通风系统 62、抽采系统 63、排水系统 64、供电系统 75、提升系统 7三、采煤方法确定 71、工作面采煤方法确定 72、工作面参数 83 、工作面设备选型及配套 9四、顶板、顶煤可冒性分析 121. 开采深度 122.煤层强度 123.煤层厚度 124.煤层夹矸 125. 煤层顶板 126. 顶煤节理裂隙 12五、抬顶煤工艺 131. 抬顶煤要求 132. 抬顶煤工艺 13六、放顶煤工艺 14七、回采工作面通风方式及合理性分析 15八、瓦斯灾害因素分析及防治151. 矿井历年瓦斯资料统计 152. 矿井瓦斯涌出分析 153. 瓦斯涌出量结果 154. 瓦斯防治 16九、煤层、自燃发灭火灾害因素分析及防治16十、水文地质灾害因素分析及防治 201 、矿井充水条件 202. 矿井充水因素 213.防治措施 22十一、总结 23XXX煤矿二矿综采放顶煤开采可行性技术论证一、矿井概况1、地理位置与交通XXX煤矿云煤二矿位于禹州市西南部35km 处的磨街乡境内， 行政隶属于磨街乡刘门村。其地理极值坐标为东经1130933 1131150,北纬340731340910。矿区东西长约 3km, 南北宽约3km, 面积6.0064km。禹州市通向文殊乡及磨街乡的柏油公路纵贯全区，磨街至神后柏 油公路从矿区经过，“村村通”水泥公路网遍布全区。向北可通往登 封、洛阳；向东经禹州市可达许昌市；向南经神厘镇可至郏县、平顶 山、宝丰、临汝等地；东南部平禹煤电公司五矿尚有762型窄轨铁路 经禹州市至许昌市与京广铁路相接，交通方便。见图1-1。图1-1 交通位置图2、矿井地质构造XXX煤矿二矿是XXX井田的一部分，位于井田西南部，本区 含煤地层由老至新依次为石炭系太原组，二叠系山西组、下石盒子组 和上石盒子组，总厚度约665m, 划分9个煤段以往划分8个煤段, 含煤43余层，煤层总厚度11.41m, 含煤系数1.72。可采煤层4层， 二1煤层全区可采，四2、六2、七4煤层局部可采，可采煤层厚度 5.82m, 可采含煤系数0.88。本区位于角子山背斜南翼，景家洼向斜北翼。矿区基本构造形态 为走向北东，倾向南东的单斜构造。煤层倾角1320,走向 NE3542; 倾向 SE5548; 区内断裂发育，主要为走向正断层北东向,并把井田切割为三个块段。浅部的花沟断层是 井田的上部边界，深部下白峪断层是井田的下部边界，南部深部的风 阳山断层与北部花沟断层组成地垒，西端的牛颈山斜交正断层与风阳 山断层组成阶梯状断块，中部发育数条走向北东、倾向南东的小型正 断层。根据补勘三维地震资料，区内落差H100m 的断层2条， 落 差50mH100m的断层6条， 落差5mH50m 的断层21条，落差 H5m的断层12条。2.1岩浆岩体分布根据区域资料、钻孔及实际生产揭露，区内浅层无岩浆岩侵入及 出 露 。2.2地质构造复杂程度评价受区域构造的影响，本区断裂构造较为发育，且以高角度正断层 为主，伴有小型断层和褶皱。矿区范围内构造形态总体呈平缓的单斜构造，含煤地层沿走向、 倾向的产状有一定变化，并伴有断裂及次级小断裂及小规模皱曲发 育。对采区的合理划分和采煤工作面的连续推进有一定影响。区内无 岩浆岩发育。综上所述，依据煤矿地质工作规定第十一条规定，云煤二矿 地质构造复杂程度应为中等。3、煤层条件及顶底板岩性3.1煤层条件矿井主采煤层为二1煤层，二1煤层位于山西组下部，大占砂岩 标5之下，下距太原组顶部灰岩顶面一般5.4126.94m, 平均 11.84m。上距四2煤层160m, 距砂锅窑砂岩底68m。二1煤层厚度0 15.00m, 平均3.70m。总体矿区二1煤层煤厚变化为中间厚两端薄，矿区110线以东有 一个较大的薄煤区，局部不可采至无煤。矿区二1煤层局部煤厚变化 比较大。走向上西南端106勘探线以西，煤层发育稍差，煤层厚度 0.739m, 平均为3.69m;108110 勘探线附近，煤层发育最好的块 段，煤层厚度0.8814.05m, 平均为6.57m, 煤厚比较稳定；110 矿区边界之间为一条走向宽约1km 沿北西方向延伸的薄煤带，为区内 煤层发育和保存最差的一个条带，4个钻孔煤厚不可采，煤厚0 7.23m, 平均1.46m; 107109 勘探线附近，煤层发育比较好，煤厚 0.7314.05 m, 平均为7.04m, 煤厚比较稳定，大部分煤厚都在6m 以 上 。通过矿井生产井巷揭露煤厚，二1煤层煤厚范围015.00m, 平 均5.23m; 特别在同一个采区内煤厚变化不大，相比较西部采区的煤 厚变化比东部采区煤厚变化大；除东部边界附近煤厚比较薄外，其他 区域煤层都比较厚。二1煤层底板标高为270m-260m, 埋深80610m。根据我矿已采的多个综放工作面，揭露煤层厚度一般均为 0.1-14.10之间，平均厚度为4.8米，按采煤机割煤2.2米，放顶煤 高度为2.4米，采放比为11.09。3.2二1煤层顶、底板及夹矸二1煤层结构简单，大部不含夹矸，局部偶见一层或数层薄而不 稳定的炭质泥岩、深灰色泥岩或砂岩夹矸。二1煤层直接顶板多为厚而坚硬的灰白色中粒岩屑石英砂岩大 占砂岩，Sa, 东北端及中部零星部位直接顶板为深灰色粉砂岩和砂 质泥岩；底板为深灰色砂质泥岩，伪底为炭质泥岩和灰色根土泥岩。表1-3-1煤层顶底板情况表顶底板岩石名称厚度m最小最大平均岩性描述基本顶细粒砂岩2.53-13.187.75灰色，中厚层状，成份以石英为主，次为 长石，层面含炭膜及白云母片，钙、硅质胶结， 具水平层理，局部显斜层理，上部偶见不规则 的泥质包体。直接顶中粒砂岩1.60-9.785.62灰白色灰色，中层厚状，成分以石英为 主，次为长石，层面含大量的大量白云母片及 炭膜，次圆状，分选好，钙、硅质胶结，具水 平层理，底部含菱铁质碎块，有裂隙。直接底炭质泥岩泥岩0.44-6.592.50褐黑色、黑色，薄层状或鳞片状，具滑面， 局部夹煤线，层间偶见钙质薄膜，质软，遇水易膨胀。基本底粉砂岩1.15-11.132.50深灰色，薄层状或板状，间夹线理状-条带 状浅灰色细粒砂岩，黑白相间呈互层，显波状 层理，局部有细粒砂岩透镜体及黄铁矿结核。4、瓦斯、煤尘瓦斯根据2014年河南省工业和信息化厅的批复为煤与瓦斯突 出矿井，根据2016年矿井瓦斯涌出量测定报告，矿井绝对瓦斯涌出 量5.53m/min, 相对瓦斯涌出量为6.22m/t。发火期根据2014年4月10日洛阳正方圆重矿机械检验技术有 限责任公司检验报告为自燃倾向等级为类，不易自燃。煤尘爆炸指数根据2014年4月10日洛阳正方圆重矿机械检验 技术有限责任公司检验报告煤尘爆炸指数为17.99,煤尘有爆炸危 险 性 。5、矿井水文地质情况矿井水文地质条件中等，正常涌水量73m/h,最大125.5m/h。 依据河南省禹县矿区XXX井田精查地质报告矿区内划分八个含 水层组,自下而上依次为寒武系上统白云质灰岩岩溶裂隙含水层 I 、 石炭系上统太原组下段及上段灰岩岩溶裂隙含水层、 二叠系下统山西组II 及下石盒子组底部III砂岩裂隙含水层、下 石盒子组四2煤顶板砂岩裂隙含水层IV 、 下石盒子组六2煤顶板砂 岩裂隙含水层V、上统上石盒子组七4煤顶板砂岩裂隙含水层VI、 平顶山段砂岩裂隙含水层VII、第四系松散孔隙含水层组V。其中 、IV 、V 、VI诸含水层分别属于二1、四2、六2、七4煤层顶板直 接充水含水层，漏水钻孔很少，单位涌水量为0.0003460.0772 L/s m, 渗透系数为0.001780.715m/d, 富水性均弱，对煤层开采 影响不大。主要可采煤层二1煤底板下伏的、、I 含水层均属底板涌水的岩溶裂隙含水层，是矿井充水的主要来源。二 、矿井建设XXX煤矿二矿始建于1997年4月，2003年元月正式投产。2008 年技改后矿井设计生产能力45万 t/a, 设计服务年限19.51年，批 准开采二1、四2、七4煤，主采二1煤层。,现有三个井筒，分别为 主立井、副斜井、回风立井，其中主立井主要担负矿井的煤炭运输任 务；副斜井主要担负矿井辅助运输任务；回风立井主要担负全矿回风 任 务 。1、通风系统矿井采用主立井、副斜井进风，回风立井回风的中央并列式通风 方式，主通风机选用两台南阳防爆BDK618-6-No.18 型高效节能防 爆对旋式通风机，额定风量18004980m/min, 负压4002700Pa, 一用一备，单台功率2110kW。井下通风设施防突风门、密闭、 栅栏等构筑齐全，通风系统稳定可靠。矿井总进风量3924m/min, 总回风量4109m/min,有效风量3535m/min, 有效风量率90. 1,负 压970Pa, 等积孔2.72m。2、抽采系统矿井建有地面瓦斯抽采泵站，配备4台瓦斯抽放泵，两台2BEK60 型水环真空泵，额定工况流量240m/min, 两 台 2BEF40 型水环真空 泵，额定工况流量104m/min, 瓦斯抽采主管道采用两趟377mm 的 瓦斯抽放专用复合涂层钢管与315/225mm聚乙烯瓦斯抽采支管连接 形成抽采系统，并实现分源抽放。3、排水系统60m泵房安装4台MD155-677 型耐磨多级离心泵，两趟219mm 排水管路经管子道、回风下山敷设，再沿回风立井到地面，2016年4 月联合试运转三泵两管，实际最大排水能力为405.6m/h, 泵房主副水仓容量为1080m。-60m泵房安装4台MD280-6510 型矿用耐磨多 级离心泵，两趟273mm 排水管路通过回风下山、回风立井排至地面， 2016年4月联合试运转三泵两管，实际最大排水能力为808.1m/h, 泵房主副水仓容量为2800m。4、供电系统矿井采用双回路供电， I 云煤线来自XXX变电站一段母线4 柜，供电电压10kV, 供电距离4.3km, 线路型号为LGJ-120; 云煤 线来自XXX变电站二段母线26柜，供电电压10kV, 供电距离 4.5km, 线路型号为LGJ-120 。地面变电所共安装21台高压柜，采用 分列运行方式，地面主变压器两台，供给地面生产生活用电，低压母 线采用分列运行方式。主扇风机、瓦斯抽放站、主井车房、压风机房、 副井车房均实现了双回路供电。井下供电由地面变电所两趟MYJV32-3 120高压电缆入井至井下60m 变电所。5、提升系统主立井担负提煤任务，井筒深度248m, 直径3.3m,双箕斗提升， 提升高度250.5m。提升机型号为2JK21-20, 配套BDAP-10型变频 电控柜，具有手动、自动、检修工作模式，可实现全自动化操作。副 斜井巷采用串车提升，主要用于提升矸石、下放物料。运送人员 采用四部架空乘人装置，实现了人员下车即可到达工作面上下顺槽。三 、采煤方法确定1、工作面采煤方法确定井田内二1煤层层位稳定，煤厚015.00m,平均5.23m。具有突 然增厚、变薄现象，厚度变化大，且无明显规律。2008 年矿井完成 技术改造后，根据技改设计在22202工作面开始采用综合机械化放顶 煤采煤法，至今已回采5个工作面，回采期间最大煤层厚度为14.70m,采放比达到15.68,采用综合机械化放顶煤采煤法，效果不错，效 率较高，工人劳动强度低，安全条件好。2、工作面参数2.1工作面长度确定根据设计和实际情况，工作面长度确定为120/172m 现工作面 长度120m, 采用1.5米中心距液压支架共115架。2.2工作面推进长度的确定根据采煤机及煤层结构和支架性能确定工作面循环进度为0.6m, 根据工作面到井田薄煤带边界的实际距离及煤柱留设，确定工作面可 采走向长度为676m。2.3工作面采高的确定根据 ZF3000/16/26 型液压支架的支护高度、煤层实际厚度的变 化情况、工作面煤壁片帮程度、采煤机割煤高度以及工作面三机尺寸 配套关系，确定工作面的采高为2.0m2.4m, 工作面回采期间必须 沿底回采、严禁留底煤；当工作面顶煤厚度低于0.5m 不宜进行抬顶 煤作业时需沿顶回采，且支架采高不得超过2.6m。2.4工作面生产能力估算 WLShycW- 正规循环生产能力， t;L一工作面长度，m;S- 正规循环推进长度，取0.6m;h煤厚，平均为5.14m;- 煤的视密度，1.4t/m;C一回采率，95;代入工作面参数得23302工作面回采期间WLShyc1200.65.141.495492.2t日循环数2.5个日产量Q492.22.51230.5t工作面年产量2276.427634万吨2.5矿井达产工作面个数我矿达产工作面个数以往为1个3、工作面设备选型及配套3.1采煤机选型原则3.1.1根据煤层厚度及采高要求，工作面平均煤厚为5.14m, 故 选择双滚筒采煤机。3.1.2根据煤层倾角的大小，工作面煤层倾角在925,平均 14,可采用无链电牵引采煤机3.1.3按煤质包括夹矸硬度选择，工作面煤质较软f0.37, 依据设计手册选用功率大于280KW的采煤机。3.1.4按采煤工作面的生产能力要求选型采煤工作面采煤机年生产能力为1201.52761.45.14 0.9534万吨，每年按276天计算，每天按8小时计算，采煤机每小 时生产能力为154吨。3.1.5按工作面采煤工艺要求选取，对中厚煤层的单一长臂采煤 工艺，选用通用型滚筒采煤机。结合三机配套，23302工作面选用采煤机为MG160/375-WDI 型双滚筒采煤机。牵引速度0610 m/min 牵引适应煤厚1.42.9m牵引电机功率55kW牵引方式销轨式无链电截割电机功率2160kW 最大下切深度0.216m摇臂长度1598mm滚筒截深0.6m机面高度1150mm参考排销距0.42m 3.2前部运输机选择采煤机总功率375kW 滚筒直径1.4m两滚筒水平中心距8.8m根据刮板输送机的运输能力，大于采煤机的生产能力及结合三机配套原则选取。前部刮板输送机SGZ630/1602型刮板输送机一部电机功率2160 kW运输能力450t/h链速0.92m/s刮板间距920mm高低速功率160/80kW3.3后部运输机选择后部刮板输送机SGZ630/1322型刮板输送机一部电机功率2132kW运输能力400t/h链速0.92m/s刮板间距920mm高低速功率132/60kW 3.4转载机选择按其生产能力大于等于刮板输送机的能力选择。转载机SZZ630/90 型中双链桥式转载机机身总长度28m 链速1.34m/s电机功率90KW 运输能力600t/h机尾搭接刮板输送机机头段长度8m 爬坡角度12型式中双链 刮板间距786mm3.5运输顺槽胶带输送机选择胶带输送机DSJ800/752 型胶带输送机带速2m/s 带宽0.8m电机功率275kW 运输能力400t/h3.6液压支架选型3.6.1选择放顶煤液压支架ZF3000/16/26, 放顶煤过渡支架 ZFG3400/17/27。综放支架工作阻力确定，按现行较通用的岩石容重法公式计算。PNXHXSXZ9.8式 中 P 工作面顶板支护需要液压支架的最大工作阻力，kN;N工作面采高的倍数，取6-8,本工作面取8;H工作面平均采高，m, 取2.2;S液压支架顶板支护面积，m, 取4.251.5;Z顶板岩石容重，kg/m, 取2.510;代入数据得 P82.24.251.52.5109.82748.9kN。ZF3000/16/26 型放顶煤液压支架工作阻力为3000kN, 因 此 ZF3000/16/26 型放顶煤液压支架满足本工作面工作阻力的要求。3.6.2放顶煤支架型号ZF3000/16/26 支撑高度1.6-2.6m工作阻力3000kN移架步距0.6m初撑力2532kN3.6.3放顶煤过渡支架 型号ZF3400/17/27支撑高度1.7-2.7m工作阻力3400kN数量109台支撑宽度1.43-1.6m 支撑强度0.57MPa伸缩梁行程0.8m支架重量11505kg数量6台支撑宽度1.43-1.6m支撑强度0.64MPa移架步距0.6m 伸缩梁行程0.8m初撑力2764kN 支架重量12705kg3.6.4支架高度与中心距根据支架型号及支架高度确定采高为2.2m,支架中心距为1.5m。四 、顶板、顶煤可冒性分析1.开采深度23302综放工作面盖山厚度最大432米，最小346米，平均389 米，其冒落性中等。2.煤层强度23302工作面所采二1煤层普氏硬度系数f0.37,顶煤冒落性极 好。3.煤层厚度23302工作面机采高度2.2m, 放煤高度2.94m, 采放比约为11.34,采用放顶煤液压支架，反复移架、支架过程中对顶煤有一定的 压裂、松动作用，从煤层厚度来看，适合放顶煤开采。4.煤层夹矸工作面所采二1煤层极少存在夹矸现象，且夹矸岩性多为炭质泥 岩及泥岩，相当于中硬煤的强度，且夹矸不易形成大块，对顶煤冒放 性影响不大。5.煤层顶板23302工作面煤层直接顶为厚度1.609.78m 的中粒砂岩，基本 顶为厚度2.5313.18m 的细粒砂岩，十分有利于顶煤的冒落与放出。6.顶煤节理裂隙根据地质报告提供的煤层节理和实际23302工作面的煤层情况， 由于构造运动挤压，发生了层间滑动，致使原生煤岩结构遭到破坏， 多为碎裂煤糜棱煤等构造煤，顶煤冒放性较好。根据现场实际回采经验及以上理论分析，工作面适合采用综采放 顶煤。五、抬顶煤工艺1.抬顶煤要求煤层厚度在3.0m 以上时必须抬煤，可采取加强注水、降低采高、 人工打超前的方法进行施工。2.抬顶煤工艺1抬顶煤前，需提前调整支架高度，将支架高度保持在2.42.5m, 同时保证前、后立柱压力。2抬顶煤前，对支架底座与前部刮板输送机之间进行落底，每 次落底200300mm。3抬顶煤前，需加强煤体注水保证粘结度，减少割煤、拉架期 间片帮、空顶现象的发生。4抬顶煤前，需人工打超前处理煤壁，在煤壁人工掏伸缩梁窝， 伸缩梁伸出后及时使用川杆、竹笆闭好，防止流煤造成空顶。5移架时要带压擦顶移架，移架时伸缩梁缓慢收回，与支架平 行作业。6采煤机割煤时，应降低滚筒高度割底煤，在保证前部刮板输 送机能正常推出的情况最大限度割底煤，采煤机割煤需提前处理煤壁 保证割煤期间不收回护帮板煤机能正常通过，同时在采煤机割煤后如 出现片帮、漏顶现象及时使用竹笆、川杆护帮。7采煤机割煤后开始进行移架作业，在拉架过程中应降低支架 高度，使拉架后高度保持在2.02.2m。8拉架时，应将支架底座下扎，保持在0.20.3m, 溜子下扎 角度与支架底座需保持一致，角度不得过大，防止溜子下扎严重无法 推出。9拉架后，及时对流煤、漏顶地段进行闭帮，之后继续掏梁窝 人工处理煤壁，以此方法进行循环施工。10在抬顶煤期间，需不断探底煤厚度，人工落底找底减少底煤 损 失 。11抬顶煤期间， 一次抬顶煤在0.30.4m, 拉架期间尽量带压 移架，减少流煤现象的发生。六、放顶煤工艺1、顶煤在4m 以上时逐架放煤，每次开一个放煤口，自上而下进 行放煤工作，分4轮进行。1首轮放煤时只需松动支架后插板，放支架顶部01.3m 煤 层，放煤时间以12min 为宜。2第二轮放煤工作，放支架顶部1.3m2.6m煤层，放煤时间 以12min 为宜。3第三轮放煤工作，放支架顶部2.6m3.6m煤层，放煤时间 以12min 为宜。4最后一轮放煤时，放支架顶部3.6m 以上带有研石的混合煤 层，将煤放净为止。2、顶煤在4m 以下时可隔架放煤，可开12个放煤口，两个放 煤口之间相隔12架。1首轮放煤时只需松动支架后插板，放支架顶部2m 以下的煤 层，放煤时间以12min 为宜。2第二轮放煤工作，放支架顶部2m4m的煤层，放煤时间以 12min 为宜。3、循环工序达到放煤步距、后部输送机正常运转后，开始放煤 作 业 。4、支架后尾梁高度距后部刮板运输机槽子上沿高度不得低于 0.3m, 放煤口与采煤机之间必须保持15m 以上距离，放煤后将刮板输 送机及支架之间浮煤清净。七、回采工作面通风方式及合理性分析工作面为全负压通风系统，采用一进一出的通风方式，及布置进 风顺槽、回风顺槽。根据矿井实际经验，采用此通风方式布置是合理 的。八、瓦斯灾害因素分析及防治根据安全生产行业标准矿井与其涌出量预测方法 AQ1018*2016, 采用分析预测法对本矿矿井瓦斯涌出量进行预测。1.矿井历年瓦斯资料统计2004年2016年，矿井相对瓦斯涌出量为3.710.22m/t.d,绝对瓦斯涌出量4.817.60m/min,二氧化碳相对涌出量为1.82 3m/t.d, 二氧化碳绝对涌出量1.062.6m/min, 其中最大相对瓦斯 涌出量为2009 年10 .22m/t.d, 最大绝对瓦斯涌出量为2008 年 7.60m/min。2.矿井瓦斯涌出分析我矿的瓦斯来源主要为回采区、采空区、掘进区。从附表3中可 以看出，瓦斯涌出量回采区为39.69,采空区为25.10,掘进区 为35.21,采空区、回采区、掘进区的瓦斯涌出总量即是煤层、水 平的涌出量。3. 瓦斯涌出量结果根据2016年矿井瓦斯涌出量测定报告，矿井绝对瓦斯涌出量 5.53m/min, 相对瓦斯涌出量为6.22m/t, 根据现工作面瓦斯涌出情况分析，23302综采工作面绝对瓦斯涌出量最大2.48m/min, 瓦 斯 涌 出较稳定。4.瓦斯防治矿井主动升级为煤与瓦斯突出矿井，采掘过程中未发生瓦斯动力 现象，参照XXX煤矿一矿，暂定XXX煤矿二矿始突标高为-81m。依据河南省强化煤矿安全生产暂行规定及河南省煤矿防治 煤与瓦斯突出十项措施,按照“地质先行、区域预测、分类治理、 连续验证，局部补充”的区域瓦斯治理思路，矿井瓦斯治理技术路线 如下。1始突标高以浅掘进工作面施工顺层钻孔预测煤层瓦斯参数，不超过“双六” 指标时，执行区域验证进行掘进，超过“双六”指标时，工作面停止 掘进，施工底板抽放巷，利用底板抽放巷施工穿层钻孔预抽煤巷条带 煤层瓦斯区域防突措施，进行消突并实现抽采达标。采煤工作面利用上、下顺槽施工顺层钻孔预测煤层瓦斯参数， 不超过“双六”指标时，利用上、下顺槽施工顺层钻孔预抽回采区域 煤层瓦斯加强措施，超过“双六”指标时，利用上、下顺槽施工顺层 钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施，进行消突并实现抽采达 标。2始突标高以深掘进工作面采用底板抽放巷施工穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦 斯区域防突措施，进行消突并实现抽采达标；采煤工作面采用顺层钻 孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施，进行消突并实现抽采达标。九 、煤层、自燃发灭火灾害因素分析及防治根据2014年4月10日洛阳正方圆重矿机械检验技术有限责任公 司检验报告为自燃倾向等级为类，不易自燃。矿井自建矿以来未曾出现煤层自燃和着火现象。煤层引起火灾的火源主要有机电设备失 爆、机电设备发热、明火等。火灾防治1、井下各采掘地点必须建立完善的消防管路系统，消防管路的 铺设要符合煤矿安全规程规定。2、综采工作面回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭，掘 进盲巷不再用时，必须及时打设密闭，密闭打设的位置和质量必须符 合要求。3、每一入井人员必须携带一盏防爆矿灯与一台自救器，不合格 的矿灯与自救器不准入井使用；严禁在井下拆卸修理、敲打、撞击矿 灯与自救器。4、加强火工用品管理，每周组织对井上下炸药、雷管进行一次 全面检查，火工用品的管理单位每旬将药库炸药、雷管库存量、用量 上报矿长、总工及保卫科。5、井口检身工必须坚守工作岗位，履行职责，严禁入井人员带 易燃易爆物品和烟草下井，杜绝穿化纤衣服人员入井。严禁携带能产 生明火的非生产性器具下井。6、井下各硐室必须使用不燃性材料支护。井下胶带输送机机头 前后20米范围内必须用不燃性材料支护。井下禁止使用汽油和柴油 机，严禁吸烟和烤火。严禁使用灯泡和其它电器取暖。7、机电设备硐室及其相连的巷道两端各20米以内必须使用不燃 性材料支护。机电硐室至少要配备两台合格的灭火器，并常备0.2立 方米以上的灭火沙。8、井下机电设备运行和维修人员，都必须经过培训，并考试合 格后方可持证上岗。井下不得带电检修、搬迁电气设备和电缆电线。 除综采、综掘设备外不准打火试电，不准碰线头打信号。9、井下采掘工作面、采区进回风巷道、机电硐室等处必须使用 带有“MA”标志的防爆型电气设备或本质安全型电器设备，对井下电 气设备坚持巡回检查制度，发现问题及时处理，严禁设备带病运行。10、突出煤层采掘工作面附近、爆破时撤离人员集中地点必须设 有通往矿调度室的电话，并设置有供给压缩空气设施的避难硐室或压 风自救系统。工作面回风系统中有人作业的地点，也应设置压风自救 系统。11、栓栓口安装高度设置在0.81、6米的范围内，井下消火栓 与水龙带的接口应与矿区救护队配备器材一致，消火栓设置必须标志 明显、使用方便，不会妨碍井下其它设备工作，且不易因物体碰撞而 受损坏。12、井下放炮必须使用取得产品许可证的安全炸药和雷管，不同 厂家生产的或不同品种的电雷管不得混掺使用。严禁使用黑色炸药或 其它非矿用型炸药，严禁使用失效炸药。矿井用的机电设备必须有“三 证一标志”证明。13、井口和风机房附近20米以内不得有烟火和用火取暖。井下 和硐室内不得存放汽油、煤油和变压器油；使用过的棉纱布头、润滑 油、废纸等不准乱扔乱放，要及时清理送到地面处理；严禁将剩油、 废油泼洒在井巷和硐室内。14、煤岩与瓦斯突出危险的矿井井口20米范围及井下不得 从事电焊、气焊和喷灯等工作；如果确需进行焊接工作，必须制订安 全措施，并经总工和矿长批准，并报XXX公司审批，且指定专人在现 场检查和监督，方准进行。15、井下放炮必须使用放炮器放炮，严禁明火明电放炮。放炮员 必须经过培训，并持有放炮合格证上岗。井下放炮工作只准由放炮员 担任。放炮母线要绝缘良好，每100m 接头数量不超过3处，放炮母线有破皮、露芯线的必须停止使用，严禁用放炮母线及放炮器作碰火 试验，16、炮眼封泥应用水炮泥和粘土炮泥，炮眼内先装12袋水炮 泥，再用不燃性粘土炮泥填满封实。无封泥、封泥不足或封泥不严， 严禁放炮。严禁用煤粉、块状物质或其它可燃性材料充当封泥。炮眼 深度0.61、0米时，封泥长度不得小于炮眼深度的二分之一；炮眼 深度超过1米时，封泥长度不得小于0.5米。严禁放明炮、糊炮。17、井下供电应做到“三无”、“四有”、“两齐、“三全”、“三 坚持”。“三无”指无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头。“四有”指有过 流和漏电保护装置、有螺钉和弹簧垫、有密封圈和挡板、有接地装置。 “两齐”指电缆悬挂整齐、设备硐室清洁整齐。“三全”指防护装置 全、绝缘用具全、图纸资料全。“三坚持”指坚持使用漏电继电器、 坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护装置，坚持使用瓦斯电和风电 闭锁装置。18、加强电气设备管理，除安装与使用严格按有关规定执行外， 还应正确使用过负荷继电器与熔断保险器，一旦发生事故，能自动切 断电源。橡套电缆必须是不延燃电缆，使用胶带必须是阻燃胶带。井 下工作人员都必须熟悉灭火器材的工作原理和使用方法，并熟悉本工 作区域内灭火器材的存放地点。19、井下发生火灾，任何人发现灾情，应视火灾性质、灾区通风 和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速 向调度室报告；调度室要依照火灾处理计划的规定，通知所有可能受 火灾威胁地区人员撤离危险区，启动火灾应急预案。电气设备着火， 必须先切断电源后再灭火；切断电源前严禁用水或导电物质灭火。20、斜井安设防火铁门，防火铁门必须严密且易于关闭，打开时 不影响提升、运输和人员通行；皮带机头下风侧安装烟雾传感器，对皮带机头进行24小时不间断监测；打钻地点下风侧3-5米处安装co 传感器，并实现断电功能；井下工作人员必须熟知工作区域内消防设 施的摆放位置及使用方法， 一旦发现火情，能够及时利用消防器材和 其他有效办法进行扑救。21、主井、副井井底、采区上下车场口、变电所等机电硐室入口、 爆炸材料硐室入口、掘进巷道入口、回采工作面进、回风巷口，、胶 带输送机机头等重点保护区域的15米以内设消火栓。火灾危险的巷 道内如胶带输送机巷每隔50米设消火栓；采用可燃性材料支护的巷 道每隔50米设消火栓；井底车场、煤巷、倾斜巷道每隔100米设消 火栓；运输石门每隔300米设置消火栓。十、水文地质灾害因素分析及防治1、矿井充水条件区内沿110勘探线形成大风口至磨街的北西向地表分水岭，将矿 区分成东、西两个块段，分属不同的水文地质单元。二叠系各可采煤层顶板的砂岩含水层及石炭系太原组灰岩含水 层地表出露不良，面积有限，呈条带状分布，且排泄条件良好，不利 于大气降水的补给。由于地形的切割，往往在沟谷中以泉水形式排泄， 或者通过浅部生产矿井人工排泄，补给区与径流区接近一致，水文地 质条件简单。寒武系灰岩地下水的补给区在矿区西北外围的祖师庙断层F 下盘地段，含水层出露宽度0.12km, 面积仅10km, 承受大气降水 补给后流向东及北东，径流距离很短，补给径流区一致，在114勘探 线以东的浅部地段，沿北东向形成约4km的径流带，宽度不足1km, 地下水向东流动，穿过F、F等断层，在构造复合部位的吴张沟附近，以泉群形式集中排泄，具有补给面积有限、径流距离短、排泄点集中 的特点 。2.矿井充水因素2.1地表水和大气降水由大气降水形成的地表径流流经煤层隐伏露头地段，开采放顶形 成的冒落裂隙缝带和地表塌陷，为大气降水和地表水向矿坑充水 提供了导水通道，从而成为矿井充水水源之一。每年在汛期来临之前应组织有关人员对地裂缝、塌陷坑进行查 看，对塌陷坑和裂缝及时组织回填和堵漏工作。2.2顶板砂岩裂隙水二1煤顶板是以砂岩裂隙水为主的水文地质条件简单型，顶部的 各层砂岩均为微弱含水层，具有补绐不良，径流不畅，水压高、水量 小的特点。含水层在井田范围内，大多基岩裸露，本含水层组又不发 育，对煤矿床开采影响不大，在浅部生产矿井中该含水层裂隙水多以 顶板滴、淋水形式向矿坑充水，矿坑正常涌水量一般较小，易于疏排。2.3底板灰岩水二1煤底板为深灰色砂质泥岩，伪底为炭质泥岩和灰色泥岩，其下 即为灰色细砂岩和灰黑色砂岩层。在含水层的10组中对矿井影响最 大的是二1煤底部的寒武系灰岩、太原组灰岩均属岩溶裂隙水，底板 是以岩溶裂隙水为主的简单中等型水文地质条件，成为矿井充水 的主要来源。尤其是在深部生产中，由于矿压、水压的逐步增高，底 板灰岩岩溶裂隙水将会是矿床充水的主要威胁。根据本矿井下观测， 水位标高已将至20m 左右，目前对矿井采掘工程无威胁。2.4老空水老空水水源进入矿井的途径是采掘工作面接近或沟通老窑、废巷 及老空区时，引发老窑水进入巷道或工作面。锦安、锦坛两个小煤矿已于2012年停产形成的采空区位于 二矿23采区上部，距矿井开采的二1煤层最小距离240m。形成的采 空区存在大量积水，通过断层、采动裂隙等导水通道，对矿井采掘安 全构成威胁，应通过物探、钻探等手段，查明采空积水对矿井影响， 预防水害发生。矿内上部22204采空区在掘进轨道顺槽时已按规定进行疏放，故 工作面回采期间无安全威胁。矿井23301 轨道顺槽采用无煤柱沿空掘巷技术掘进，在掘进至 23300老空水探水线区域时，进行追排水与长、短钻孔验证方案进行 疏排水，故工作面掘进期间无安全威胁。3.防治措施1建立健全地下水动态观测系统，坚持每月三次井上、下水 量水位观测，建立矿井涌水量、寒武系灰岩岩溶水水位动态台帐。2及时在水文矿图上标出突水危险区，采掘工程至突水危险 区前必须进行底板富水性探测。3加强水文地质编录工作，开拓掘进巷道不能漏编落差1m以 上的断层，开拓岩巷掘进过程中不能误揭5m以上断层。每10m