矿井火灾是煤矿主要灾害之一，火灾一旦发生，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。尽管当前矿井防灭火技术有了很大发展，但是仍然难以杜绝矿井火灾的发生，因此，必须作好矿井的防火灭火工作，以保证生产的安全进行。
矿井防灭火课程设计是《矿井火灾防治技术》教学体系的重要环节。通过本课程设计，使学生了解矿井火灾的发生原因与发展过程，掌握地下火灾的预测、预报及防治方法和措施等基本知识，培养学生的实践能力，有利于快速适应毕业后的技术设计与管理工作。
第一节 编制设计的依据
一、《煤矿安全规程》，20XX年版； 二、《煤矿安全生产法》； 三、《煤矿防灭火条例》；
四、《矿井防灭火规范》，煤安字第237号；
五、《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》，AQ1055-20XX； 六、《煤自燃倾向性色谱吸氧鉴定法》，GB/T20XX4-20XX；
七、《煤矿自然发火标志气体色谱分析及指标气体优选方法》，AQ/T1019-20XX 八、《煤矿自然发火束管监测系统通用技术条件》，MT/T757-1997； 九、《煤矿灌浆防灭火技术规范》，MT/T702-1997； 十、《煤矿用氮气防灭火技术规范》，MT/T701-1997；
十一、《煤矿采空区阻化气雾防火技术规范》，MT/T699-1997； 十二、《煤矿防火用阻化剂通用技术条件》，MT/T700-1997； 十三、《矿井均压防灭火技术规范》，MT/T626-1996； 十四、《矿井密闭防灭火技术规范》，MT/T698-1997；
十五、《国家安全监管总局国家煤矿安监局关于加强煤矿防灭火工作的通知》,安监总煤行[20XX]161号；
十六、《矿井通风安全装备标准》，GB/T50518-20XX；
十七、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》，AQ1029-20XX； 十八、资质单位编制的鑫顺煤矿《煤层自燃倾向性鉴定报告》； 十九、鑫顺煤矿多年的开采及采空区发火情况。
第二节 设计的指导思想
认真贯彻执行国家能源开发的方针、政策及煤炭行业“规程”、“规范”， 在保证矿井设计规模和安全生产的前提下，以矿井资源条件及开采技术条件为基础，以市场需求为导向，以提高矿井经济效益为中心，尽量简化生产环节，充分依托山煤集团的技术及设备力量。以合理集中生产为出发点，以完善井上、下生产系统和安全设施为重点进行矿井技术改造，设计方案充分体现市场经济的特点，因地制宜选择生产工艺，系统设计简单实用。设备选型立足国内，先进可靠合理。场区布置力争达到具有现代化花园式矿区的标准。最大限度地降低矿井初期投资和缩短矿井建设工期，力争通过精心设计和科学管理，把该矿井建设成规模合理、初期工程量少、建井工期短、见效快、效率高、效益好、符合煤矿发展趋势的地方现代化矿井。
第三节 设计的主要特点及安全评价
一、本设计的主要特点
（一）本设计主要针对煤层自然发火的防治，考虑到经济性及实用性，采用灌浆为主、阻化剂为辅和束管监测系统相结合的综合防火措施。
（二）本设计以煤样升温实验为基础，优选出煤自燃标志气体，并结合矿井实际情况，建立煤层自然发火早期预测预报体系，同时建立健全矿井火灾监测监控系统，及时、准确的发现火灾隐患，指导现场防灭火工作的具体实施。
二、安全评价
参照有关的法律、法规、规程、规章和制度的规定，结合鑫顺煤矿的生产实际，本设计采用的灌浆为主、阻化剂为辅和束管监测系统相结合的综合防灭火措施，能够在煤层自然发火早期及时发出预警预报，利于准确地发现火灾隐患，并按本设计的防灭火措施指导现场防灭火工作，减少不必要的财产损失。
总之，该设计能够满足相关法律、法规、规程、规章和制度的规定，符合现场生产
工作的实际需要，并能在一定程度上满足豹子沟煤矿矿井防灭火工作的各种要求，很好地完成了本次矿井防灭火设计的任务。
第四节 待解决的问题
一、地质报告中钻孔较少，提供的地质报告中仅在先期开采地段达到勘探要求，为保证矿井高产高效，尽早发挥投资效益，建议尽快对井田西部进行补充地质勘探，达到勘探要求。
二、为了进一步探明断层、陷落柱等地质构造，科学的指导生产，建议对先期开采地段实施高分辨率三维地震勘探。
三、井田内没有专门水文钻孔，缺少详细的水文地质资料，建议地质部门对其补充完善，进一步调查落实井田西部的奥灰水水位标高，为下一步设计提供可靠的依据。
四、生产中必须注意探查隐伏构造的存在。开采井田西北部15号煤层时存在奥灰突水危险性，开采时应进行专门的水文地质勘查。必须加强导水断层、陷落柱的探放水工作；对采空区积水、积气情况进一步详细调查、探测，以便正确、准确的指导生产，确保矿井安全。
第一章 矿井概况及安全条件
第一节 井田概况
一、地理概况
（一）交通位置
山西煤炭进出口集团左权鑫顺煤业有限公司位于左权县城东北6km处的辽阳镇殷家庄村，行政区划属辽阳镇管辖。地理坐标为东经113°21'36\"～113°23'30\"，北纬37°06'25\"～37°07'40\"。
山西煤炭进出口集团左权鑫顺煤业有限公司位于左权县城东北约6km处的殷家庄村旁，东距207国道约2km，有简易公路与之相连；北距阳泉140km，西距榆社45km，西南距阳(泉)～涉(县)铁路左权站约7km，交通较为便利。
交通位置见图2—1。 （二）地形地貌
本区位于太行山东部，北西邻晋中盆地，属于中山区，井田内地形地势总体上为北部高，南部低，最高点位于井田北中部的山梁上，海拔1405.5m，最低点位于井田南部的沟谷中，海拔1170m，最大相对高差235.5m。 （三）水系河流
本井田属海河流域南运河水系。井田内地表无常年性河流，只有侵蚀性沟谷，沟谷仅在雨季有短暂洪流通过。
图2—1 交通位置图
（四）气象与地震
1.气象
本区属温带大陆性季风气候区，气候特点为四季分明，昼夜温差大，春季干旱多风。据左权县气象站1959～20XX年47年降水资料统计，多年平均降水量为520.8mm，全年降水量主要集中在每年的6～9月份，其降水量约占全年降水量的70%。多年（1959～20XX年）平均地面蒸发量1619.8mm（20cm蒸发皿观测值），多年平均气温7.5℃，1月份最冷，月平均气温-8.5℃，7月份最热，月平均气温21.2℃，极端最高气温36.3℃（1961年6月10日），极端最低气温-33℃（1971年1月22日）。无霜期130天，初霜期在9月下旬，终霜期在次年5月20日左右。最大冻土层深度104cm（1968年2～3月16天），最大积雪深度20cm（1972年2月5天）。最大风速16.7m/s，风向以西北为主。
2.地震
据《中国地震参数区划图》（GB18306-20XX），地震动峰值加速度为0.05g，本区属地震烈度Ⅵ度区。
二、主要自然灾害
本区自然条件比较温和，基本无其他较严重的自然灾害。
三、矿区开发史
鑫顺矿始建于1982年。于1984年建成投产，原生产能力为0.06Mt/a，20XX年核定生产能力为0.15Mt t/a。20XX年12月山西省国土资源厅颁发的采矿许可证批准开采15号煤层，批准井田面积3.7142km2。目前在该矿井田东部、已布置有三个井筒，井下开拓系统也已基本形成，该矿井地质条件简单，储量丰富，煤层厚度大，为了保证矿井持续、高效、安全、健康发展，该矿20XX年拟对矿井进行升级改造，使矿井设计生产能力达到45万t/a，达到合理开发煤炭资源，实现正规化开采的目的。按晋中市左权县“十一五”煤炭发展战略规划，本矿周边开采上组煤的矿井将相继关闭，优越的地理资源环境，为鑫顺煤业有限公司改扩建创造了良好的发展条件。20XX年1月28日，山西省煤炭工业局以晋煤行发[20XX]114号文批复该矿进行矿井升级改造。20XX年11月6日，山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室下发了“关于晋中市左权县煤矿
企业兼并重组整合方案(部分)的批复”(晋煤重组办发[20XX]74号)，批复同意山西煤炭进出口集团左权鑫顺煤业有限公司为兼并重组煤矿，由山西煤炭进出口集团兼并重组，山西左权鑫顺煤业有限公司、山西左权突堤煤业有限公司，兼并重组后名称为山西煤炭进出口集团左权鑫顺煤业有限公司，重组前矿区面积3.7142km2，批准开采4、15号煤层。重组后矿区面积5.3563km2(新增1.6421 km2)，批准开采4、15号煤层。资源重组后矿井生产能力1.80Mt t/a(新增1.35Mt t/a)。
目前矿井已形成生产能力0.15Mt t/a。矿井采用两斜一立开拓方式，两斜井位于井田中部。
四、矿井水源、电源及通信情况
（一）矿井水源
本井田属海河流域南运河水系。井田内地表无常年性河流，只有侵蚀性沟谷，沟谷仅在雨季有短暂洪流通过。
（二）电源及通信情况
本矿井位于山西省左权县境内。矿井新建一座35/10kV变电站，一回35kV电源引自左权110kV变电站35kV侧，线路导线选用LGJ－240钢芯铝绞线，避雷线选用GJ－50钢绞线(全线架设)，送电距离约5.9公里，另一回35kV电源引自突堤220kV变电站35kV侧，线路导线选用LGJ－240钢芯铝绞线，避雷线选用GJ－50钢绞线(全线架设)，送电距离约3.5公里。
选用一台512门20-20®DS型矿用程控数字交换机，担负矿井所有行政及调度用户通信。交换机置于办公楼调度室内。
第二节 安全条件
一、地质特征
左权鑫顺煤业有限公司井田内大部为基岩出露，在沟谷地带和部分山梁有二叠系上统石千峰组、上石盒子组、下统下石盒子组、山西组、石炭系上统太原组地层出露。根据邻区勘探资料、区域地层资料及区内钻探揭露资料，井田内发育有：奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子
组、石千峰组、第四系中上更新统。
二、地质构造
井田受区域构造带控制，总体为一走向北东、倾向北西的单斜，地层倾角7°~16°，但井田内有次级起伏，局部形成开阔的向斜构造。井田内原山西左权突堤煤业有限公司在开采4号煤层时揭露了1个陷落柱，原山西左权鑫顺煤业有限公司在开采下部15号煤层时揭露5个陷落柱，井田内共揭露6个陷落柱。由于开采范围不大，尚未发现断裂构造，但据井下巷道揭露，岩层局部节理较发育，预计，井田内未开采区内存在有隐伏陷落柱或断裂。
据井下巷道揭露，陷落柱体内主要为二叠系下统山西组或下石盒子组砂岩、泥岩等碎块填充，揭露时未见有导水现象。综上所述，井田内地层主体构造以单斜为主，断裂构造不发育，井田有岩溶陷落柱，无岩浆侵入体。井田地质构造属简单型。陷落柱特征见表1-1。
表1-1 井田内陷落柱特征表 名称 位置 X1 X2 X3 X4 X5 X6
井田东部边缘 井田东部 井田东部 井田东部 井田东部 井田北部边缘 平面特征 长轴方向 长轴长度(m) 近圆形 近圆形 近圆形 椭圆形 近圆形 椭圆形 SN NE SN NE NNW EW 65 25 40 115 200 105 揭露工程 本矿井巷道揭露 本矿井巷道揭露 本矿井巷道揭露 本矿井巷道揭露 本矿井巷道揭露 突堤矿井巷道揭露 三、煤层与煤质
（一)煤层
井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组及二叠系下统山西组，含煤岩系平均总厚度为186.97m，共含可采煤层2层。
太原组平均总厚度135.66m，含煤层7层，煤层平均厚度7.00m，含煤系数5.16%；含可采煤层1层，可采煤层平均厚度4.61m，可采含煤系数3.40%。
山西组平均总厚度51.31m，含煤层1层，煤层平均厚度1.32m，含煤系数2.57%；含可采煤层1层，可采煤层平均厚度1.32m，可采含煤系数2.57%。
上述含煤地层所含煤层中，4、15号煤层为全区稳定可采煤层， 8、9号煤层为井田内零星可采煤层，其余为不可采煤层。
山西煤炭进出口集团左权鑫顺煤业有限公司井田(证号C14000020XX121220XX2689)，）批准开采4-15号煤层。
1.4号煤层：位于山西组中下部，全区稳定，井田东部有露头，部分被剥蚀，厚度1.29-1.39m，平均1.32m，该煤层结构简单，不含夹矸。煤层顶板为泥岩，底板为砂质泥岩。
2.15号煤层：位于太原组下段中部，煤层厚度3.53-5.95m，平均厚度4.61m。上距4号煤最大165.33 m，最小84.81 m，平均133.20m。该煤层结构简单-较简单，含0-2层夹矸。煤层顶板为砂质泥岩，底板为泥岩，局部为泥质粉砂岩。该煤层下距K1砂岩9.73m，下距奥陶系中统峰峰组顶面平均30.94m。
上述可采的4、15号煤层属稳定可采煤层，均为本矿批准开采煤层。各可采煤层情况见表1-2。
表1-2 可采煤层情况汇总表 见煤点厚煤层号 度（m） 最大－最小 平均 1.29-1.34 9 1.32 煤层间距（m） 最大－最小 平均 全简单 0 区可采 稳定 泥岩 砂质泥岩 结构 夹石层数 可采性 稳定性 顶板 底板 84.81-165.33 133.3.53-5.915 4.61 5 20 较简单 0-2 全区可采 稳定 砂质泥岩 泥岩 （二）煤质
1.物理性质
4号煤：黑色，条痕为棕黑色，玻璃光泽，硬度2-3，参差状断口，内生裂隙发育，属半光亮型煤。
15号煤：黑色，条痕为棕黑色，玻璃光泽，硬度2-3，有一定韧性，贝壳状、参差状断口，内生裂隙较发育，多属半亮-半暗型煤。
2.化学性质及工艺性能
井田内主要可采煤层为4、15号，其化学性质及工艺性能如下： （1）4号煤：
灰分（Ad）：原煤10.77%-38.42%，平均23.94％； 浮煤5.84%-9.45%，平均7.67%；
全硫（St,d）：原煤0.31%-1.05%，平均0.55％； 浮煤0.29%-1.12％，平均0.58%；
挥发分（Vdaf）：原煤15.10%-19.50%，平均17.02％； 浮煤12.45%-14.92％，平均13.92%；
高位发热量（Qgr,d）：原煤21.30-32.14MJ/kg，平均27.07MJ/kg； 浮煤32.94-34.25MJ/kg，平均33.63MJ/kg； 粘结指数（GR.I）：浮煤0-17；
按炼焦用煤评价标准评价：4号煤层为特低灰-中灰、特低硫-中硫、低热值—特高热值贫瘦煤（PS）。 （2）15号煤
灰分（Ad）：原煤8.55%-18.46%，平均13.09％； 浮煤6.43%-10.87％，平均8.60%；
全硫（St,d）：原煤0.12%-1.99%，平均0.82％； 浮煤0.22%-0.93％，平均0.58%；
挥发分（Vdaf）：原煤12.34%-20.54%，平均15.78％； 浮煤11.91%-14.34％，平均12.97%；
高位发热量（Qgr,d）：原煤26.79-32.99MJ/kg，平均29.97MJ/kg； 浮煤31.68-33.90MJ/kg，平均32.79 MJ/kg； 粘结性指数（GR.I）：浮煤0；
按动力用煤评价标准评价：15号煤层为特低灰-中灰、特低硫-中高硫、高热值-特高热值贫煤（PM）。
3.煤的可选性
该矿20XX年2月9日委托山西省煤炭工业局综合测试中心对本矿4号、15号煤层进行简易可选性试验，据煤炭筛分浮沉试验报告，对4号、15号煤层进行可选性评价。
(1)4号煤可选性：
根据可选性曲线图，依照“中国煤炭可选性评定标准（GB/T16417-1996）”，采用分选密度±0.1含量法对4号煤的可选性评价如下：
假定浮煤灰分为8%，由分选性曲线图可知，理论产率76.81%，分选密度为1.436g/cm3；±0.1含量为72.34%（已扣除沉矸），可选性属极难选等级。假定浮煤灰分为10%，理论产率92.15%，分选密度为1.722 g/cm3；±0.1含量为28.7%，可选性属较难选等级。假定浮煤灰分为8%，理论产率98.1%，分选密度为2.128g/cm3；±0.1含量为12.0%，可选性属中等可选等级。
（2）15号煤可选性：
根据可选性曲线图，依照“中国煤炭可选性评定标准（GB/T16417-1996）”，采用分选密度±0.1含量法对15号煤的可选性评价如下：
假定精煤灰分为8%，由分选性曲线图可知，理论产率68.51%，分选密度为1.458g/cm3；±0.1含量为61.02%（已扣除沉矸），可选性属极难选等级。假定精煤灰分为10%，理论产率85.21%，分选密度为1.784 g/cm3；±0.1含量为15.18%，可选性属中等可选等级。假定精煤灰分为12%，理论产率90.85%，分选密度为2.01g/cm3；±0.1含量为25.0%，可选性属较难选等级。
4.煤的风氧化
井田内东部出露石炭系太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组地层，中、西部大面积出露二叠系上统上石盒子组地层，西部局部出露二叠系上统石千峰地层，南东部及中、西部局部有第四系中上更新统地层覆盖，井田东部地表有4号煤层露头。4号煤层露头有风化及氧化现象，风氧化带约50m。
5.煤类及工业用途
煤类的确定依据中国煤炭分类国家标准(GB5751-86)进行，煤质的分级依据煤炭质量分级国家标准(GB/T15224.1-20XX、GB/T15224.2-20XX、GB/T15224.3-20XX)进行。
按照煤类及煤炭质量分级标准，根据煤的灰分、硫分及发热量，确定的煤类见表1-3。
表1-3 4号、15号煤层煤类表
煤层号 4号 工业用途 煤类 特低灰-中灰、特低硫-中硫、低热值—特高热值贫瘦煤 特低灰～中灰、特低硫-中高硫、高热值-特高热值贫煤 符号 炼焦用煤 PS 15号 动力用煤 PM 根据可采煤层的煤质特征，结合目前煤炭技术加工利用途径，4号可作炼焦配煤、15号原煤可作为优良的动力用煤及民用煤。
综上，随着煤炭工业的发展，煤的工业利用价值越来越高，煤炭及其夹矸的综合利用范围越来越广，根据本区煤层的夹矸及顶底板岩性特征等，可考虑进行多种综合开发利用。如用洗选中煤建电厂，矸石电厂，矸石作灰碴砖、建筑材料、烧制水泥等。
四、矿井安全条件
（一）瓦斯
根据山西省煤炭工业管理局晋煤安发[20XX]2030号文，鑫顺煤业有限公司开采15号煤层，矿井瓦斯等级鉴定结果：
20XX年度矿井瓦斯绝对涌出量为2.66m3/min，相对涌出量为7.95m3/t；二氧化碳绝对涌出量0.94m3/min；20XX年度矿井瓦斯绝对涌出量为2.54m3/min，相对涌出量为
7.88m3/t；二氧化碳绝对涌出量为0.64m3/min，相对涌出量为1.99m3/t。批复等级为低瓦斯矿井。
井田内原突堤煤业有限公司开采4号煤层，矿井瓦斯鉴定结果：20XX年度瓦斯绝对涌出量13.941 m3/min，相对涌出量33.669 m3/t，CO2绝对涌出量1.26 m3/min，相对涌出量3.14 m3/t，批复等级为高瓦斯矿井。
煤炭科学研究总院重庆研究院于20XX年8月份编制《山西煤炭进出口集团左权鑫顺煤业有限公司瓦斯涌出量预测报告》，经测定及预测鑫顺煤业属高瓦斯矿井。
（二）煤尘爆炸危险性及煤的自燃倾向性 1.煤尘爆炸性
根据20XX年2月3日山西省煤矿设备安全技术检测对本井田内开采的4号煤层进行的煤层爆炸性测试结果，4号煤尘火焰长度为15mm，岩粉最低用量15%，煤尘有爆炸危险性。对该矿15号煤层进行的煤尘爆炸及煤层自燃倾向性测试，结果表明：15号煤尘火焰长度为15mm，加岩粉量30%，煤尘有爆炸危险性。
2.煤的自燃倾向性
根据山西煤矿设备安全技术检验中心鉴定，20XX年2月3日对该矿4号煤层采样进行煤层自燃倾向性测试结果：4号煤层吸氧量0.99cm3/g，自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。
根据山西煤矿矿用安全产品检验中心，20XX年4月25日对该矿15号煤层进行的煤层自燃倾向性测试结果：15号煤层吸氧量1.0098cm3/g，自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。
据调查，在以往的生产过程中，井下15号煤层在掘进过程中由于富有顶煤曾发生过15#煤层的自燃现象，后经砌碹封闭自燃现象消失，井下其它地段未发生过自燃现象，但仍需进一步加强原火区监测，做好防火工作。
（三）煤层顶、底板情况
4号煤层顶板岩性为泥岩，底板为砂质泥岩。15号煤层顶板岩性为砂质泥岩，底板为泥岩。
（四）地温
该矿未作专门的地温测试工作，但自该矿投产以来，未发现地温异常现象，不存在
热害区，应属地温正常区。
据区域资料和矿井调查，井田处于常压地带，预计地压变化一般不会影响矿井的正常生产和建设。
五、水文地质
（一）地表水体
井田范围内没有大的地表水体。井田内发育后河、云化寺沟、东沟等冲沟，各沟谷一般情况下水流较少，甚至断流，属季节性沟谷河流。井田内工业场地附近沟谷最高洪水位约1183m，矿井主井口标高1189.625m，副井井口标高1188.276m，工业场地标高1188～1189m，矿井井口及工业场地一般不受洪水威
（二）井田含水层
井田内主要含水层为太原组灰岩及奥陶系灰岩岩溶含水层和石炭二叠系的砂岩裂隙含水层，将井田含水层自下而上叙述如下：
1.中奥陶统石灰岩岩溶裂隙含水层
本组为煤系地层之基盘，岩性为海相厚层状石灰岩，主要化学成分为碳酸钙，因其易被水所侵蚀溶解成溶洞，在深部溶洞裂隙是相当发育的，甚至使上部岩层塌陷而成柱状陷落。从区域特征来看，本层灰岩是富水性强的岩层，是本区的最主要的含水层。其中上、下马家沟组岩溶裂隙含水层为本区最主要的含水层段。岩性以厚层状灰岩、豹皮灰岩、白云质灰岩及泥灰岩为主。据井田北部石港口水泥厂水井抽水试验资料，上部溶洞、溶隙发育，一般在侵蚀基准面下60-200m左右，岩溶裂隙发育。单位涌水量5.21L/s·m，属含水丰富的含水层。其水质类型为HCO3SO4-Ca型水，PH=7.5，总硬度504.4mg/L。是区内良好的工农业及生活饮用水水源。
据井田北部5 km石港口水泥厂岩溶水井资料，奥灰岩溶水位为832m。该岩溶水井位于本井田北东方向约5km，按千分之一的水力坡度推算至本井田奥灰水位约为837～838m。
井田西部15号煤层底板标高低于奥灰水位，煤层底板为承压状态。因此，矿井在井田西部开采15号煤层时必须重视矿井防治水工作，防范奥灰水突水事故发生。
2.石炭系上统太原组石灰岩岩溶裂隙含水层
太原组是本井田主要含煤地层之一，本组地层在井田东部有少量出露。地层厚度约
135.66m，除砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层外，尚有三层发育良好，易被水溶解的海相石灰岩，即K2、K3、K4石灰岩。K2厚度为6.16～9.72m，平均厚度为7.91m；K3厚度为1.10～7.29m，平均厚度为3.78m；K4厚度为2.75～3.83m，平均厚度为3.32m。三灰为本组主要含水层，其中K2灰岩含水层属弱富水含水层，其单位涌水量一般在0.0001～0.032L/s.m，渗透系数0.00267～0.678m/d之间。
3.石炭系太原组砂岩裂隙含水层
含水层为细砂岩，是15号煤的直接充水含水层，单位涌水量为0.0011L/s.m，渗透系数为0.003m/d，水位标高1181.23m。
4.二叠系碎屑岩类裂隙含水层
含水层为中、粗粒砂岩，是4号煤的直接充水含水层，单位涌水量为0.012L/s.m，渗透系数为0.029m/d，水位标高1269.388m。
5.第四系松散层类孔隙含水层
中上更新统地层广泛出露于井田内的梁峁上，含水层主要为黄土底部的砾石层，连续性较差，单位涌水量一般为0.17L/s.m。、
（三）隔水层 1.山西组隔水层
山西组4号煤层上下有稳定、连续的泥岩、砂质泥岩互层岩层，且由于山西组含水层的弱富水性，所以可作为山西组煤层与太原组灰岩含水层间较好的隔水层。
2.本溪组隔水层
本组井田内平均厚度19.30m，岩性以铝土质泥岩、砂质泥岩、灰色粉砂岩及灰黑色的薄层灰岩组成，无明显含水层存在，为本井田煤系地层与奥陶系地层间的重要隔水层。
（四）地下水的补给、径流、排泄条件
井田内大面积出露二叠系上、下石盒子组地层，其中砂岩含水层主要接受大气降水补给，受气候变化影响明显，是当地生活及工农业用水的主要水源。其中基岩风化带含水层在露头区及浅埋区，除可直接接收大气降水补给外，还可接受第四系含水层的补给。在不同的地段，不同时期第四系含水层与基岩风化带含水层可互为补给含水层。
井田内碎屑岩类含水层及石炭系上统岩溶裂隙含水层由于其间有厚度不等的泥质
岩层阻隔，相互间水力联系差，而主要以相互平行的层间径流为主。仅在构造部位或浅部才可能与其它含水层发生直接水力联系。
奥陶系中统石灰岩含水层是井田内主要含水层之一，井田内没有出露。其地下水位于泉域径流带上。从井田内埋藏条件、岩溶发育情况分析，井田内岩溶发育段埋藏较深，溶蚀发育较好。在构造部位有可能与其它含水层发生水力联系。
奥灰水的补给主要由井田东部奥灰岩露头区接受地表径流和大气降水补给。上部含水层水沿陷落柱下渗也是补给来源之一。
松散层地下水以蒸发排泄为主，其次为人工开发；基岩裂隙水以人工开发及矿井排水为主；岩溶地下水的主要排泄方式为向北东方向径流至娘子关泉呈泉水溢出。此外人工开采也是奥灰水排泄方式之一。
（五）井田内采空区积水情况
鑫顺煤业有限公司井田南界与盘城岭煤业有限公司矿井相邻。由于盘城岭煤业有限公司开采15号煤层，因此，鑫顺煤业有限公司应掌握盘城岭煤业有限公司井田与本井田邻界的采空区位置和积水情况等，应及时与盘城岭煤矿进行采掘（采掘工程平面图）图纸的交换，警惕邻矿存在越界开采情况。对相邻井田边界的采空积水要及时查明，采掘中要坚持“预测预报，有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则，及时疏排采空积水，确保矿井安全。
此外，本井田东部上山方向的煤层已部分开采，并形成了采空区，鑫顺煤业有限公司应对本矿井采空积水进行及时的疏排防治，警惕生产中发生上山方向采空区积水突出造成的水害事故。
井田内4、15号煤层兼并重组前原矿界范围内，4、15号煤层部分已被采空(采空区范围由矿方实测确定)，采空区主要分布在井田中东部和中部。
据调查，采空区内有积水、积气现象。因采空区密闭(或已关闭坍塌)，无法进行采空区积水深度及积水量的观测，本次采用《煤矿安全手册》中老空区积水估算公式，对采空区积水进行估算。估算公式：
Q积＝KMF cos式中： Q积—相互连通的各积水区总积水量(m3)；
M—煤层厚度(m)；
F—采空积水区水平投影面积(m2)； α—煤层倾角，(°)； K—充水系数，取0.25。
井田内采空区积水量估算结果见表1—4。
表1-4 采空区积水量估算结果表
煤层积水区 号 4 编号 积水区 2采厚 煤层倾角积水量 （°） 12 12 12 12 12 12 12 12 (m) 566800 12944 15816 13839 15055 3494 6988 8541 643477 3积气 情况 有 有 有 有 有 有 有 有 面积(m) （m） 备注 积水区1 1607000 1.38 积水区1 8512 积水区2 10400 积水区3 9100 5.95 5.95 5.95 5.95 4.34 4.34 4.34 15 积水区4 9900 积水区5 3150 积水区6 6300 积水区7 7700 合计 1662062 经估算，井田内采空区积水面积约为1662062m2，积水总量约为 643477m3，预计采空区积水量将随时间的增加而增加。
（六）矿井充水因素分析 1.顶板充水因素分析
井田内4、15号煤层的直接充水含水层为其顶板砂岩和其顶板以上的砂岩含水层。由于煤层开采过程中产生的裂隙塌陷，容易沟通导水裂隙带内含水层，使含水层水直接进入井下造成矿井涌水。在井田东部由于煤层埋藏相对较浅，局部地段会受到松散层水的影响，因此矿井生产时应予以防范。
15号煤层顶板以砂质泥岩、泥岩、细砂岩为主，根据《矿区水文地质工程地质勘探规范》GB12719-91附录F中导水裂隙带高度经验公式公式，计算15号煤层开采所形成的导水裂隙带高度：
Hf100M11.2
2.4n2.1式中：Hf —导水裂隙带高度，m； M—累计采厚，m； n—煤分层层数，m。
15号煤平均厚度4.61m。若一次采全高，导水裂隙带高度为118.4m。15号煤层距地表大部区域大于118.4m，故导水裂隙带未达地表，地表水体对15号煤层的开采影响较小。但东部相对埋深较浅，个别地段小于118.4m，经调查地表有塌陷和地裂缝，雨季前必须经行地表裂缝调查并有针对性地进行填堵，开采时做好地表水防治工作。
15号煤层距4号煤层层间距84.81-165.33m，故导水裂隙带局部达到4号煤层，所以局部地段4号煤层采空积水会沿导水裂隙带涌入15号煤层巷道，对15号煤层开采造成影响。在断层或陷落柱处，当断层及陷落柱导水时，4号煤层的采空积水对15号煤层的开采有较大的影响。当积水量较大时，可能造成矿井透水事故，矿井生产中必须予以高度重视。
15号煤层导水裂隙带发育高度大于K2灰岩与15号煤层的层间距，因此太原组灰岩含水层是15号煤层的直接充水含水层。由于K2石灰岩含水层单位用水量一般为0.0001—0.032L/s.m，属弱富水含水层，因此，K2灰岩含水层对15号煤层的开采影响较小。但经调查本矿开采15号煤层时，K2灰岩含水层水对开采有一定的影响，应加强防排水工作。
2.底板充水因素分析
4号煤层底板距奥灰含水层顶面平均距离约164.14m。井田内4号煤层底板标高范围为760～1260m，根据《矿煤矿防治水规定》中突水系数公式，对4号煤层底板突水性进行分析计算：
TsP M式中 Ts－突水系数，(MPa/m)；
P－底板隔水层承受的水头压力，(MPa)； M－4号煤层底板隔水层厚度，m；取164.14m。 计算分析结果见表1-5。
表1-5 4#煤层突水系数计算及突水性评价
煤层底板标高区段(m) 1260-838 承压水头(m) 隔水层突水系突水性评价 承受的水数压（MPa） (MPa/m) ＜0 ＜0 安全区。奥灰水位低于隔水层底板 相对安全区。奥灰水位高于4号煤层底板，但由于Ts＜0.06，因此在正常地段(无贯838-760 0-242.14 0-2.471 0-0.015 穿性导水构造或导水钻孔)一般没有突水危险性，为安全区，当存在贯穿性导水构造时存在突水威胁 计算结果表明：在井田中、东部4号煤层底板标高1260—838m区段，奥灰水位低于4号煤层底板，即使本区段发育有导水断层或导水陷落柱，也不存在奥灰突水危险性，为开采安全区；在井田西部边缘地带4号煤层底板标高838-760m区段，煤层底板隔水层承受的承压水头为0-242.14m，突水系数小于0.015MPa/m。为相对安全区。奥灰水位高于4号煤层底板，但由于Ts＜0.06，因此在正常地段(无贯穿性导水构造或导水钻孔)一般没有突水危险性，为安全区，当存在贯穿性导水构造时存在一定突水威胁。
15号煤层底板距奥灰含水层顶面平均距离约30.94m。井田内15号煤层底板标高范围为620～1120m，井田西部15号煤层底板低于奥灰水位标高（推测井田内奥灰水位标高837-838m，这里按838m进行分析）。根据《矿矿煤矿防治水规定》中突水系数公式，对15号煤层底板突水性进行分析计算：
式中 Ts－突水系数，(MPa/m)；
P－底板隔水层承受的水头压力，(MPa)； M－15号煤层底板隔水层厚度， m；取30.94m。 计算分析结果见表1-6。
表1-6 15#煤层突水系数计算及突水性评价
煤层底板标高区段(m) 承压水头(m) 隔水层承受的水压（MPa） 突水系数(MPa/m) 突水性评价 安全区。奥1120-868.94 ＜0 ＜0 灰水位低于隔水层底板 安全区。奥868.94-838 0-30.94 0-0.3157 0-0.01 灰水位低于15号煤层底板 相对安全区。奥灰水位高于15号煤层底板，但由于Ts＜0.06，838-687.04 30.94-181.89 0.3157-1.856 0.01-0.06 因此在正常地段没有突水危险性,当存在贯穿性导水构造时存在突水威胁 相对危险区。奥灰水位高于15号煤层底板，由于0.06＜Ts＜0.1，因此在687.04-620 181.89-248.94 1.856-2.540 0.06-0.08 构造地段存在突水危险性，在正常地段(无贯穿性导水构造或导水钻孔)一般没有突水危险性 计算结果表明：在井田东部15号煤层底板标高1120—838m区段，奥灰水位低于15号煤层底板，不承压，即使本区段发育有导水断层或导水陷落柱，也不存在奥灰突水危险性，为开采安全区；在井田中部15号煤层底板标高838—687.04m区段，煤层底板隔水层承受的承压水头为30.94—181.89m，突水系数为0.01-0.06MPa/m。由于突水系数Ts＜0.06，因此在此区段开采煤层，当区段均为正常地段（无构造发育）时，煤层底板一般不会发生奥灰突水，为相对安全区。但当此区段发育有贯穿性导水断层、导水陷落柱、导水钻孔时，这些导水构造会将奥灰水导入矿坑，造成奥灰突水事故；
在井田西部地带15号煤层底板标高687.04-620m区段，煤层底板隔水层承受的承压水头为181.89-248.944m，突水系数为0.06～0.08MPa/m，由于突水系数0.06＜Ts＜0.1MPa/m。因此在此区段开采煤层，当区段存在构造时，存在突水危险性；当区段为正常地段时，煤层底板一般不会发生奥灰突水，为相对危险区。但当此区段发育有贯穿性导水断层、导水陷落柱或导水钻孔时，会将奥灰水导入矿坑，造成奥灰突水事故。
3.采空积水对矿井充水的影响
经计算，本矿井15号煤层距4号煤层层间距84.81-186.53m，平均133.20m，故导水裂隙带未达4号煤层，4号煤层采空积水在没有构造沟通的条件下对15号煤层的开采影响较小。但在断层或陷落柱处，当断层及陷落柱导水时，4号煤层的采空积水对15号煤层的开采有较大的影响。当积水量较大时，可能造成矿井透水事故，矿井生产中必须予以高度重视。同时在矿井生产过程中，除对开采煤层上部采空积水要加强防范外，对本煤层可能存在、但未掌握的采空积水，特别是对小窑及相邻矿井越层、越界开采形成的本煤层采空积水要予以高度重视。因此，采掘生产中必须坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”，严防开采煤层上部及本煤层采空积水造成矿井透水事故。
（七）矿井水文地质类型 1.井田矿床水文地质类型
井田内4号煤层为稳定煤层，煤层赋存状态为单斜，断裂构造不甚发育，地质构造简单，排泄条件良好，其顶板直接充水含水层为山西组中、粗粒砂岩，单位涌水量为0.012L/s.m，渗透系数为0.029m/d，4号煤层井田水文地质条件为三类一型，
井田内15号煤层为稳定煤层，煤层赋存状态为单斜，断裂构造不甚发育，地质构造简单，排泄条件良好，其顶板直接充水含水层为太原组K2灰岩含水层，其单位涌水量q=0.0001-0.032L/s.m，q＜0.1L/s.m，因此，15号煤层井田水文地质条件标高838m以东为三类一型，838m以西为三类二型。
2.矿井水文地质类型 计算结果表明：
在井田中、东部4号煤层底板标高1260—838m区段，奥灰水位低于4号煤层底板，即使本区段发育有导水断层或导水陷落柱，也不存在奥灰突水危险性，为开采安全区；
在井田西部边缘地带4号煤层底板标高838-760m区段，煤层底板隔水层承受的承压水头为0-242.14m，突水系数小于0.015MPa/m。为相对安全区。奥灰水位高于4号煤层底板，但由于Ts＜0.06 MPa/m，因此在正常地段(无贯穿性导水构造或导水钻孔)一般没有突水危险性，为安全区，当存在贯穿性导水构造时存在一定突水威胁。
综上，矿井开采4号煤层时，矿井水文地质类型属中等类型。
在井田东部15号煤层底板标高1120—838m区段，奥灰水位低于15号煤层底板，
即使本区段发育有导水断层或导水陷落柱，也不存在奥灰突水危险性，为开采安全区；
在井田中部15号煤层底板标高838—687.04m区段，煤层底板隔水层承受的承压水头为30.94—181.89m，突水系数为0.01-0.06MPa/m。由于突水系数0.06＜Ts＜0.1 MPa/m，因此在此区段开采煤层，当区段均为正常地段（无构造发育）时，煤层底板一般不会发生奥灰突水，为相对安全区。但当此区段发育有贯穿性导水断层、导水陷落柱、导水钻孔时，这些导水构造会将奥灰水导入矿坑，造成奥灰突水事故；
在井田中西部地带15号煤层底板标高687.04-6200m区段，煤层底板隔水层承受的承压水头为181.89-248.94m，突水系数为0.06～0.08 MPa/m，由于突水系数0.06＜Ts＜0.1MPa/m。因此在此区段开采煤层，当区段存在构造时，存在突水危险性；当区段为正常地段时，煤层底板一般不会发生奥灰突水，为相对危险区。但当此区段发育有贯穿性导水断层、导水陷落柱或导水钻孔时，会将奥灰水导入矿坑，造成奥灰突水事故。
综上，矿井开采15号煤层时，煤层底板标高大于838m的区段，采掘工程不受奥灰水害影响，矿井水文地质类型属简单类型；煤层底板标高在小于838m的区段，采掘工程可能受奥灰水害影响，矿井水文地质类型属中等类型。
（八）矿井涌水量预算
鑫顺煤业有限公司现开采15号煤层，据该矿历年来开采情况和井下涌水量变化情况，矿井生产能力15万t/a时，井下正常涌水量5.3m3/h左右，最大涌水量10m3/h左右。鑫顺煤业有限公司的相邻矿井梅园突堤煤业有限公司矿井开采15号煤层，矿井生产能力15万t/a时，井下正常涌水量1.25m3/h左右，最大涌水量2.08m3/h左右。采用富水系数法预测涌水量。预测公式：
QQ0PKPP P0式中：Q0—现矿井涌水量，m3/h；
P0—现生产能力，万t/a； Q—预测的矿井涌水量，m3/h； P—为整合后的生产能力，万t。 KP—富水系数
采用鑫顺煤业有限公司矿井富水系数，预测矿井涌水量。
预测结果表明，当矿井实际生产能力达180万t/a时，矿井正常涌水量为63.6m3/h(1526.4m3/d)，最大涌水量为120m3/h(2880m3/d)。
以上预算数据是否正确尚有待今后生产中进一步验证，建议开采过程中加强矿井涌水量观测分析工作，为生产过程中矿井涌水量预测、预报提供依据。
第三节 矿井设计概况
一、工程性质
左权鑫顺煤业有限公司属兼并重组矿井，因此工程性质为改扩建。
二、井田开拓开采
（一）井田境界
山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件，晋煤重组办发[20XX]74号“关于晋中市左权县煤矿企业兼并重组整合方案(部分)的批复”文件，鑫顺煤矿井田范围由14个拐点坐标连线圈定(6°带坐标)，见表1-7、1-8。
表1-7 井田境界拐点坐标（西安80坐标系）
坐标 点号 X 1 4113401.89 Y 19710481.25 8 点号 X 4112213.88 4113002.98 4113012.19 4113937.29 4113946.49 4114038.Y 19709175.25 坐标 2 4112601.27 19712481.27 9 19709155.54 3 4111951.89 19712131.27 10 19709525.95 4 4111485.89 19712190.27 11 19709502.94 5 6 4111474.89 4111001.88 19711850.27 19711581.27 12 13 19709873.24 19709895.24 89 7 41120XX.88 19709731.25 14 4113717.90 19710619.25 表1-8 井田境界拐点坐标 （北京54坐标系）
坐标 点号 X 1 2 3 4 5 6 7 4113450.00 4112650.00 4112000.00 4110534.00 4110523.00 4111050.00 4112060.00 Y 19710550.00 19712481.27 19712200.00 19712259.00 19711919.00 19711650.00 19709800.00 8 9 10 11 12 13 14 点号 X 4112262.00 4113051.10 4113060.30 4113985.40 4113994.60 4114087.00 4113766.00 Y 19709244.00 19719224.30 19709594.70 19709571.70 19709942.00 19709964.00 19710688.00 坐标 井田呈不规则长条状，东西最长约3.33km，南北最宽约3.03km，井田面积5.3563km2。井田西南部与山西左权盘城岭煤业有限责任公司井田相邻。生产能力1.80Mt/a。 （二）矿井资源/储量及服务年限
矿井地质资源量22.98Mt，工业资源储量34.97Mt，设计资源储量32.96 Mt，设计可采储量25.84Mt，以矿井生产能力1.80Mt/a计算，矿井4号煤层服务年限为12.35a，15号煤层服务年限为9.84a。 （三）井田开拓与开采
1、井田开拓方式
在现有工业场地北部距现有副斜井300m左右，J3及J4测点附近布置主斜井及副斜井井筒，在井田边界东南部缓坡上布置一个风井工业场地，利用原主斜井作为进风行人斜井，原副斜井及回风立井关闭。利用四个井筒开采15号煤全井田。
主斜井：新掘井筒，井口标高+1203.000m，井底标高+1040m。倾角16°，净宽4.6m，净断面15.21m2，斜长591.36m，装备1200mm宽的纲绳芯胶带输送机，设检修轨，担负矿井的煤炭提升和胶带检修任务，铺设台阶，电线电缆及排水管路等管线沿该井筒敷设，
兼做进风井和安全出口。
副斜井：新掘井筒，井口标高+1203.000m，井底标高+1050m。倾角18°，净宽5.0m，净断面17.32m2，斜长507.32m，装备30kg/m单轨，轨距600m，担负矿井矸石、人员、材料及大型设备的辅助提升任务，铺设台阶，扶手，兼做进风井和安全出口。
进风行人斜井：改造利用井筒，井筒净宽3.2m，净高2.8m，三心拱，料石碹，净断面8.25m2，井筒内坡度有起伏分别为18°，14°，11°，斜长877m。井筒经改造后装备绳轮直径1.40m的架空乘人器，兼作矿井的安全出口。
回风立井：新掘，净径φ7.0m，净断面38.48m2，担负矿井的回风任务，装备梯子间，兼作矿井的安全出口。
全井田以上述四个井筒进行开拓开采。井筒特征表见表1-9。
全井田共分两个水平分别开采井田内的4号及15号煤层，以+1180m水平开采4号煤层，以+1050m水平开采15号煤层。
设计将新掘主斜井井筒直接落底于15号煤层底板40m处的+1040m水平标高，在距主斜井井筒落底水平长20m处布置15号煤井底煤仓，煤仓上口布置在15号煤层中，通过15号煤仓上口，平行于主斜井井筒并沿煤层走向布置15号煤集中胶带大巷到井田边界，沿边界布置15号煤集中胶带下山，平行于胶带下山分别布置集中轨道及2条回风下山，巷道间距为40m，大巷保护煤柱设为40m。上述巷道除回风巷道沿煤层顶板布置外，其余胶带及轨道巷均沿煤层底板布置。
表1-9 井筒特征表 井筒名称 项 目 井口坐标北京(m) 井口坐标西安(m) 标 高(m) 井底(Z底) 提升方位角 (°) +1040 29° +1050.000 29° +995.00 180° +980.000 140°7′48″ 纬距 (X) 主斜井 副斜井 回风立井 进风行人斜井 4111925.000 4111885.000 4111690.000 4111591.060 经距 (Y) 19711950.000 19711990.000 19711190.000 19712199.295 纬距 (X) 4111877.208 4111837.208 4111642.208 4111543.286 经距 (Y) 19711881.998 19712921.998 19711121.998 19712131.293 井口(Z口) +1203.000 +1203.000 +1215.000 +1189.625 井筒名称 项 目 井筒倾角 (°) 井筒长度或垂深(m) 井筒净宽或净径(m) 断面形状 表土及基 井 筒 支 护 表土及基 支护 厚度(m) 基岩段 净断面 断面积(m2) 掘 进 基岩段 表土及基岩风化段 岩风化段 支护 形式 基岩段 岩风化段 主斜井 16° 591.360 4.6 半圆拱 副斜井 18° 507.32 5.0 半圆拱 钢砼砌碹 锚喷 500 100 17.32 27.79 24.91 回风立井 进风行人斜井 90° 220 7.0 圆形 钢砼砌碹 砼砌碹 800 500 38.48 58.09 50.27 18° 877.746 3.2 三心拱 料石碹 料石碹 300 300 8.50 10.70 10.70 装备架空乘人钢砼砌碹 锚喷 500 100 15.21 23.99 17.10 装备一台带式铺设单轨，轨型井筒装备 输送机及检修30kg/m，设台阶玻璃钢梯子间 器，设台阶扶轨道 担负全矿井的煤炭提升任扶手 担负矿井辅助手 担负进风任务井筒用途 务，兼做进风井和安全出口。 提升任务，兼做矿井主要回风和人员升降任进风井和安全井筒 出口。 务，兼做安全出口。 在距主斜井井筒南部55m处新掘副斜井井筒，副斜井井筒落底于15号煤底板下30m处的+1050m水平。在副斜井井底布置15号煤层井底平车场及井底主排水泵房、变电所等相关硐室。井底车场通过联络巷与主斜井井底清理撒煤斜巷相连。垂直于井底车场在其尾部平行于集中胶带大巷布置集中轨道大巷。
井下主运输采用胶带输送机。大巷辅助运输：+1050m水平井底车场及集中轨道大巷采用蓄电池电机车牵引600mm轨距、1t系列矿车运输方式；南部集中轨道下山及采区巷道采用无极绳连续牵引车牵引600mm轨距、1t系列矿车运输方式。
矿井采用中央分列式通风系统，主、副斜井及进风行人斜井井筒进风，回风立井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。
全井田共划分为两个采区，一采区位于集中大巷西部，采用单翼布置，走向长壁开采，回采面连续推进长度1500m；二采区位于集中大巷东部，采用单翼倾向布置，回采面连续推进长度1800~2000m。
在开拓4号煤层时，在距主斜井井口141.6m处布置4号煤煤仓，煤仓下口位于主斜井井筒，煤仓上口布置在4号煤层中。过4号煤层煤仓上口布置4号煤集中胶带大巷到回风立井附近后，再垂直向下布置到井田南部边界之后，与沿井田边界布置的4号煤集中胶带下山搭接；在副斜井穿4号煤时，布置甩车场到4号煤层的+1180m水平，并布置4号煤层集中轨道大巷及下山，轨道大巷与轨道下山均平行于4号煤集中胶带大巷及下山巷道；在回风井中先布置平行于4号煤集中胶带大巷（即垂直与井田南部边界部分）的4号煤总回风大巷，然后与沿井田边界布置的4号煤集中回风大巷及下山相接。4号煤层巷道中轨道及胶带大巷均沿4号煤层底板布置，回风大巷及下山沿4号煤层顶板布置。通过以上三条大巷及下山开拓4号煤层井田。
全井田4号煤层共划分为两个采区，一采区位于集中大巷北部，采用单翼布置，走向长壁开采，回采工作面连续推进长度800m；二采区位于集中大巷南部，采用单翼倾向布置，回采面连续推进长度500m。 2、采区布置
根据井田开拓布置、煤层赋存条件、开采技术条件、工作面装备水平，确定矿井移交生产和达到设计生产能力时布置两个采区保证矿井1.80Mt/a的生产能力。结合鑫顺煤矿实际情况，本着减少井巷工程量、节省投资、早出煤、早见效的原则，首采区位置就近布置，确定布置4号煤一采区及15号煤一采区。
4号煤一采区位于井田原突堤主副斜井西侧，采区东西长1.6km，南北长0.93km，采区面积约1.4km2，为单翼开采采区，采用走向长壁开采。
15号煤一采区位于15号煤采空区西侧，采区东西长1.4km，南北长1.4km，采区
面积约1.4km2，为单翼开采采区，采用走向长壁开采。
根据井田开拓布置，4及15号煤一采区均采用单翼布置，走向长壁开采，在一采区准备巷道的西北侧布置回采工作面，回采工作面顺槽采用单巷掘进，工作面胶带顺槽和轨道顺槽均沿4及15号煤层底板布置，分别与一采区胶带下山和一采区回风下山直接搭接，并通过顺槽联络巷与一采区轨道下山相连，形成采区完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。
（四） 采煤工艺及主要设备
1.采煤工艺
4号煤层采用长壁综采一次采全高采煤法，15号煤层采用长壁综采放顶煤采煤法。 2.主要设备
4号煤层工作面采、装、运、支护设备详见表1-10。
表1-10 4号煤层综采工作面采、装、运、支护设备配备表
设备名称 双滚筒采煤机 可弯曲刮板输送机 破碎机 刮板转载机 可伸缩胶带输送机 乳化液泵站 喷雾泵站 设备型号 MG132/315-WD SGD-630/150 PEM1000×1000 SZB-730/75 SSJ800/2×75 BRW315/31.5 PB250/5.5-6.3 功率(kW) 315 2×75 55 75 2×75 200 37 单位 台 台 台 台 台 台 台 总数量 其中备用 1 1 1 1 1 1 1 两泵一箱 两泵一箱 15号煤层工作面采、装、运、支护设备详见表1-11。
表1-11 15号煤层综放工作面采、装、运设备配备表
设备名称 双滚筒采煤机 设备型号 MGTY250/600-1.1D 功(kW) 600 率单位 总数量 1 其中备用 台 可弯曲刮板输送机 破碎机 刮板转载机 可伸缩胶带输送机 SGZ-764/400 PCM110 SZZ-764/200 SSJ-1200/2200 ×2×200 110 200 2×200 台 台 台 台 1 1 1 1 两泵一箱 两泵一箱 乳化液泵站 BRW315/31.5 200 台 1 喷雾泵站 PB320/6.3 45 台 1 （五）建设工期
经井巷工程施工进度图表排队，当井下同时施工的掘进队伍为8个时，井巷工程施工工期为21.2个月，矿井设备安装及联合试运转试生产为5.7个月(其中3.9个月与井巷施工平行作业)，则矿井建井工期为23.0个月，加上施工准备期2.0个月，则矿井建设总工期为25.0个月。
三、提升、排水和压缩空气设备
（一）提升系统
主斜井装备胶带输送机，担负矿井的煤炭提升任务，井筒一侧铺设轨进行胶带机的维护，检修设备材料的运送；副斜井采用单钩串车提升方式，装备单滚筒提升机，担负矿井的矸石提升、材料设备及重大件运送等辅助提升任务；利用原主斜井作为进风行人斜井，装备架空乘人器，担负矿井上下人员运送任务。
1.主斜井提升带式输送机
主斜井提升设备采用钢丝绳芯带式输送机，其技术参数如下： 运量：Q=450t/h 带宽：B=1200 mm 带速：v=2m/s
输送机水平长度：Lh=567m 输送机倾角: α=16°
提升高度：H=162.582m
驱动方式：头部双滚筒双电机，变频调速软起动装置驱动方式。 YPT隔爆变频电动机N=220kW， 660V,二台 减速器：M3PSF80，i=40，飞溅润滑，风冷，二台 盘式制动器：KPZ—1200/89 ，M=89kNm, 二台 逆止器： DSN130, Mn =130 kN m ,二台
胶带： ST=1600N/mm，阻燃、抗静电，并符合MT668-20XX标准要求。
自控液压拉紧装置：ZYJ500-80，F=80kN, N=9.5kw, 660V防爆，一套（尾部设置）。 主斜井另一侧设检修道，担负井皮带的检修任务。 2.进风井架空乘人器
进风行人斜井装设架空乘人器，担负井下生产人员的升降任务。 架空乘人器型号：RJY55—18/933， D=1400mm
钢丝绳型号和绳速：6×19S＋FC—22—1670右同向， V=1.16m/s 电动机：YB280M—6，N=55kW 减速器：MC3RV09，i=63 制动器BYWZB—400/125 3.副斜井提升设备
副斜井提升设备选用JK－2.5×2/31.5E型单滚筒矿井提升机，其主要技术参数：Dg=2.5 m，Bg=2.0 m，i=31.5，Fze=90 kN，Fce=90kN ，Vmax=3.03 m/s。
选用交流变频电动机660V，355kW，730r/min。 （二）排水系统
矿井采用分水平直接排水系统。
在15号煤轨道下山中部设15号煤采区水仓及排水泵房，下组煤采区涌水沿15号煤轨道下山敷设的排水管路排至副斜井井底水仓；在副斜井井底设水仓及主排水泵房，排水管路沿主斜井井筒敷设，将下组煤采区涌水排至地面的“井下水处理站”调节池。
在4号煤集中轨道下山中部设4号煤层采区水仓及排水泵房，排水管路沿4号煤集中轨道下山―→4号煤行人平巷―→进风行人斜井敷设，将上组煤采区涌水排至地面的“井下水处理站” 调节池。
主排水设备选用MD155-30×6，n=1480r/min离心式水泵三台，配YB 系列，660V，
132kW隔爆电动机，排水管选用φ219×6mm无缝钢管两趟。
15号煤排水设备选用MD85-45×5耐磨型离心水泵三台，水泵配YB系列， 660V，110kW隔爆电动机，排水管选用φ159×5mm无缝钢管两趟。
4号煤排水设备选用MD85-45×6耐磨型离心水泵三台，水泵配YB系列， 660V，132kW隔爆电动机，排水管选用φ159×5mm无缝钢管两趟。
（三）压缩空气系统
设计在地面设空压机站。选用GA-250A型螺杆式空压机三台，两台工作，一台备用。空压机额定排气量41.7m3/min，额定排气压力0.85MPa，配套电动机10kV，250kW。
压风主管选用φ159×5mm无缝钢管沿副斜井敷设至井下，将压缩空气送至井下各用风地点。
四、井上下主要运输设备
（一）地面运输及主要设备的配备
山西煤炭进出口集团左权鑫顺煤业有限公司煤炭外运采用汽车运输方式，由汽车通过207国道运往全国。
本工业场地场内运输采用窄轨与道路运输相结合的方式。机修、材料、油脂、矸石等的辅助运输，均采用窄轨铁路运输，铺设600mm轨距，30kg/m钢轨，长约580m。
场内道路设有19m、9m和6m宽的主、次及辅助道路，均采用高级现浇水泥混凝土的路面结构。
矿井生产、生活选用SmG5060XKJ型矿山救护车1辆，SC-1型消防洒水两用车1辆。 （二）井下主要、辅助运输方式及设备 1.井下煤炭运输方式及设备
井下煤炭运输方式采用胶带机输送方式，布置五条胶带机输送。 2.井下轨道大巷辅助运输设备 （1）集中轨道大巷运输设备
井下15号煤层井底车场运输采用蓄电池式电机车牵引1t系列矿车运输。运量同副斜井提升量，轨道大巷长度1.0km，坡度3‰，选用CTL8/6-140B矿用防爆特殊型蓄电池式电机车。
电机车主要技术参数：粘着质量8t、额定电压（蓄电池组标称电压）140V、小时
制牵引力12.83kN、小时制速度7.8km/h、小时功率（牵引电机功率×台数）15 kW×2、最大速度15km/h。调速方式：IGBT斩波调速。制动方式：机械、电气制动。
（2）4号煤层、15号煤层运输设备
采用极绳绞车牵引1.0t系列矿车运输方式。
五、供电及通讯
（一）供电
1.供电电源：
本矿井位于山西省左权县境内。矿井新建一座35/10kV变电站，一回35kV电源引自左权110kV变电站35kV侧，线路导线选用LGJ－240钢芯铝绞线，避雷线选用GJ－50钢绞线(全线架设)，送电距离约5.9公里，另一回35kV电源引自突堤220kV变电站35kV侧，线路导线选用LGJ－240钢芯铝绞线，避雷线选用GJ－50钢绞线(全线架设)，送电距离约3.5公里。
2.电力负荷：
矿井达产时用电设备总容量为17036kW，工作容量为10110.4kW；最大负荷有功功率为10110.4kW；最大负荷无功功率为8779.4kvar；补偿前功率因数为0.76；无功功率补偿为6000kvar，补偿后功率因数：0.95；矿井35kV变电站35kV母线最大负荷有功功率（含选煤厂）：12455kW；35kV母线视在容量为13088.9 kVA，全矿年耗电量为4954.42x104kW.h，吨煤耗电量为27.5kW·h。
3.送变电方式
(1)矿井供电系统技术特征
矿井的两回35kV电源一回引自左权110kV变电站35kV侧，线路导线选用LGJ－240钢芯铝绞线，避雷线选用GJ－50钢绞线(全线架设)，送电距离约5.9公里，线路采用砼杆与铁塔混合架设，线路压降为1.6%，另一回引自突堤220kV变电站35kV侧，线路导线选用LGJ－240钢芯铝绞线，避雷线选用GJ－50钢绞线(全线架设)，送电距离约3.5公里，线路采用砼杆与铁塔混合架设，线路压降为0.94%。正常情况下一回工作，另一回带电备用，当任一回停止运行时，另一回仍能保证矿井全部负荷的供电要求，并有一定的发展裕量。架空线路地处山西省左权县境内，气象条件为山西省Ⅰ级气象区。
矿井电压等级：地面为：35kV、10kV、660V（主斜井带式输送机、副井提升机和水源井深井泵） 、380V 、220V；井下高压为10kV，综采工作面、掘进机和部分带式输送机为1140V，照明及电钻为127V，其它低压动力为660V。
(2)地面主变电站（所）
矿井新建一座35kV变电站，站址选在新选定的工业场地北侧，主变压器选用SZ11-16000/35 35±3x2.5%/10.5kV 16000kVA低损耗有载调压变压器两台，正常工作时一用一备，户外安装，变压器负荷率为81.8%，保证率为100%；低压变压器选用S11-500/10 10/0.4kV 500kV低损耗变压器两台，负荷率为76.7%，保证率为100%，室内安装。
站内35kV、10kV母线均采用单母线分段接线方式，35kV配电装置选用XGZ17-40.5箱型固定式金属封闭开关设备，内设VYG-40.5型真空断路器，弹簧操作机构；10kV配电装置选用KYN28A-12铠装移开式交流金属封闭开关设备，内设VYG-12型真空断路器，弹簧操作机构；380V配电装置选用GCS型低压抽出式开关柜。站内设有35kV配电室、10kV配电室、电容器室、380V配电室、10/0.4kV变压器室、消弧线圈室、控制室及值班室。
在矿井35kV变电站内10kV母线侧选用2套H.SVG ++ -10型高压动态无功综合补偿装置，在对无功功率进行动态连续补偿的同时滤除谐波。
经计算矿井10kV电网的单相接地电容电流约为29A，根据《煤矿安全规程》第457条的规定，在矿井35kV变电站内设有消弧线圈自动跟踪接地补偿装置，在系统单相接地发生后对电容电流进行补偿。
变电站二次系统采用变电站综合自动化系统，实现变电站主要设备的控制、保护、测量、信号等功能。35kV及10kV断路器操作系统采用直流操作，直流系统电压采用220V，操作电源选用一套微机控制高频开关直流电源系统，内设一组阀控式铅酸蓄电池组和两套高频开关整流模块，并设有微机型绝缘监测装置和蓄电池巡检装置。 变电站内设避雷针防止直击雷，35kV及10kV母线均设避雷器防止雷电波侵入。站内电气设备均按规程要求接地。
4.地面供配电
矿井35kV变电站以双回10kV电压向风井场地、主斜井井口房、副斜井提升机房、
空压机房、地面生产系统、选煤厂、锅炉房、生活区户外组合站、4号煤主变电所和15号煤主变电所供电；以单回10kV向机修间、办公楼户外组合站和水源地10/0.69kV户外组合站供电。
矿井35kV变电站设有380V配电室，其低压供电范围有：主斜井井口房、副斜井提升机房和空压机房低压负荷，主井空气加热室、副井空气加热室、井下水处理站、生产生活二级泵站等，其中一、二级重要负荷均采用双回路供电。
本矿井在地面生产系统筛分间、生活区、机修间、锅炉房、办公楼设有10/0.4kV配电点，在水源地设有10/0.69kV配电点。
在风井场地设一座10kV开闭所，户外预装式变电站形式，双回10kV电源架空引自矿井35kV变电站10kV不同母线段，架空导线选用LGJ—185导线，线路长度为1.8公里，避雷线选用GJ－35钢绞线(全线架设)，混凝土门型杆分杆架设。所内10kV母线采用单母线分段接线方式，以双回10kV向通风机房和瓦斯抽放站供电。二次系统采用微机综合自动化装置，按无人值守设计。
各生产车间采用工厂灯照明，原煤系统选用防爆型灯具，潮湿或尘土较大的场所选用防水防尘型灯具，办公楼、调度室等地采用荧光灯或节能灯照明；场区室外照明采用高压钠路灯照明，由光电自动控制器控制。照明电压为：380/220V。
5. 井下供配电
(1)井下负荷及井筒电缆选择
井下最大负荷有功功率：6114.9kW；井下最大负荷无功功率：5592.6kvar。其中上组煤负荷：最大负荷有功功率：2055.3kW；最大负荷无功功率：1863.6kvar。
下组煤负荷：最大负荷有功功率：4059.6kW；最大负荷无功功率：3728.9kvar。 从矿井35kV变电站10kV 不同母线段各引一回电源经主斜井、4号煤集中胶带大巷敷设至4号煤主变电所。根据负荷统计情况，经计算确定：电缆选用MYJV22-8.7/10 3x120煤矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯绝缘护套电力电缆。正常工作时两回电缆分列运行，当任一回电源电缆停止运行时，另一回可满足上组煤主变电所所供全部负荷用电，下井电缆线路压降为1.2%。
从矿井35kV变电站10kV 不同母线段各引一回电源经主斜井敷设至15号煤主变电所。根据负荷统计情况，经计算确定：电缆选用MYJV22-8.7/10 3x150煤矿用交联聚
乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯绝缘护套电力电缆。正常工作时两回电缆分列运行，当任一回电源电缆停止运行时，另一回可满足下组煤主变电所所供全部负荷用电，下井电缆线路压降为1.4%，至下组煤采区变电所线路总压降约为2.1%。
(2)井下高低压配电系统、接地及固定照明
井下设4号煤主变电所、15号煤主变电所、15号煤采区变电所。
4号煤主变电所位于4号煤集中胶带下山与4号煤集中轨道大巷交汇处附近，15号煤主变电所位于副斜井井底车场附近。
上述变电所10kV母线均为单母线分段接线型式，采用分列运行的方式，10kV配电装置选用PJG43-10型矿用隔爆兼本质安全型高压真空配电装置，660V侧配电装置选用KBZ型矿用隔爆型真空馈电开关，变压器选用KBSG型矿用隔爆型干式变压器。
4号煤主变电所以两回10kV电压向4号煤采区水泵房、4号煤集中胶带大巷机头配电点、4号煤集中下山掘进工作面局扇专用移变、4号煤顺槽掘进工作面局扇专用移变供电；以单回10kV电压向4101综采工作面及顺槽移动变电站、4号煤槽掘进、4号煤下山掘进移动变电站供电；以660V电压向4号煤集中胶带下山带式输送机、4号煤集中胶带下山其它设备、4号煤集中轨道下山及附近低压负荷供电。
4号煤集中胶带大巷一、二部带式输送机机头均设有配电点，设有KBSG-400/10 10/0.69kV、KBSG-315/10 10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器各一台，以660V电压向带式输送机、4号煤集中大巷及附近负荷供电。
15号煤主变电所以两回10kV电压向15号煤采区变电所、15号煤集中胶带大巷机头配电点供电；以660V电压向主排水泵、15号煤集中胶带下山、15号煤集中轨道下山、蓄电池电机车充电硐室（2回）及井底低压负荷供电。
15号煤采区变电所以10kV电压供电的有：15101综放工作面及顺槽移动变电站，下组煤掘进工作面局扇专用移变（2回），15101综放工作面、15101工作面胶带顺槽、轨道顺槽、防灭火系统、15号煤胶带顺槽掘进、轨道顺槽掘进、15号煤下山掘进移动变电站；以660V电压向15号煤采区水泵房（2回）、15号煤集中下山设备及附近660V低压负荷供电。
井下高压为10kV，综采工作面、掘进机和部分带式输送机为1140V，照明及电钻为127V，其它低压动力为660V。
本矿井为高瓦斯矿井，在15号煤采区变电所内设有2台局扇专用变压器向15号煤各顺槽掘进工作面局扇提供双回路专用电源。在4号煤集中下山掘进面、顺槽掘进面以及15号煤集中下山掘进面与轨道下山交叉处附近新鲜风流处各设有2台局扇专用移动变电站，向4号煤各掘进工作面局扇和15号煤集中下山掘进工作面局扇提供双回路专用电源。上述局扇电源配电点均通过专用变压器、专用开关、专用线路向各掘进工作面局扇提供双电源。局扇电控装置选用QBZ-4x80/660SF型矿用隔爆型局扇专用真空电磁起动器型，能够实现双风机、双电源自动切换。各掘进工作面的局扇电控装置、瓦斯传感器、各掘进工作面馈出线高爆开关与矿井安全监控系统配合实现风电、瓦斯电闭锁。 （二）通讯
1.安全、生产监控 （1）安全监控系统
选用一套KJ95N安全监控系统，对井下生产环境以及各主要生产设备运行状态进行监控，使有关人员能够及时了解井下环境状况，达到对各类灾害的早期预测，一旦发现有瓦斯超限立刻声光报警，并切断相关设备电源，防止事故的发生。
（2）产量监测系统
选用一套DT－KC2000型产量监测系统，实时监测原煤产量，并上传至上级主管部门。
（3）井下作业人员管理系统
选用一套KJ69N人员定位监控系统，对下井人员进行监测，实现考勤管理，并对井下作业人员的分布情况进行动态跟踪。
（4）矿井工业电视系统
选用一套工业电视系统，对地面及井下重要生产岗位实时图像监测，控制设备及显示终端放置在办公楼调度室内。
2.计算机管理
计算机管理信息系统在领导决策层、生产经营管理层和数据接口层三个层面上为矿井提供信息服务。在矿井建设千兆局域网，依托局域网建成矿井计算机管理信息系统，实现矿井办公自动化、管理信息化。
3.矿井通信
选用一台512门20-20®DS型矿用程控数字交换机，担负矿井所有行政及调度用户通信。交换机置于办公楼调度室内。
六、矿井六大系统
（一）监测监控系统
本矿属高瓦斯矿井，4号、15号煤的自燃倾向性均为不自燃，但15号煤临近层已自然发火，故本设计按自燃考虑。本设计选用一套KJ95N安全监控系统，对井下生产环境以及各主要生产设备运行状态实时监测，并将监测数据传入上级管理部门甲烷监测监控网络，使相关人员能够及时了解井下环境状况，做到对各类灾害的早期预测，防止事故的发生。
（二）通讯联络系统
井下设有固定电话通信系统和无线通信系统。 1.电缆敷设方式
四条下井电缆分别沿由主、副斜井引下至4号煤采区交接箱（J120）及15号煤采区交接箱（J120），然后经分线盒分线后引至各调度用户。
2.调度电话设置地点
井下调度电话主要设置在煤仓上下、各机电硐室、避难硐室及采掘工作面等处，其中井下主排水泵房、井下中央变电所、避难硐室、地面变电所及地面通风机房的电话能与矿调度室直接联系。详见井下通信系统图AZ1816－262－（01-03）。
3.无线通信系统
选用一套KTW130矿用无线通信系统，在井筒、运输大巷及采掘工作面顺槽等处敷设通信电缆并按规定距离安装基站，给有关人员配备防爆手机，实现井下移动通信。
（三）紧急避险系统
根据安监总煤装[20XX]145号文，至20XX年6月所有煤与瓦斯突出的矿井，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。
本矿井是隶属山西煤炭进出口集团的高瓦斯矿井，按自燃煤层设计，为保证矿井人员安全，本矿井需设立紧急避难硐室。设计在上下组煤工作面推进长度较长，结合采区巷道布置，从回采工作面开切眼起，两侧顺槽每500m设置一处临时硐室，内设MY-28
型井下移动式硬体救生舱。矿井投产移交时，掘进工作面距离大巷或下山不足500m暂时不设，随着掘进工作面的推进，在大于1000m时，在距离掘进工作面1000m范围内设置MY-28型井下移动式硬体救生舱。在采区下山巷道设置永久避难硐室，并有压风、通信、洒水等系统接入。
入井人员携带自救器，其提供半小时到一小时的个体防护，将构成第一级紧急避险；采掘工作面附近设置的移动式救生舱构成第二级区域避险；采区巷道或井底附近设置的能持续获得氧气、水、照明、拥有通讯、环境监测、有毒有害气体处理、人员生存保障等功能的永久避难硐室，构成第三级避险。
（四）人员定位系统
选用一套KJ69N人员定位监控系统，对下井人员进行监测,实现考勤管理，并对井下作业人员的分布情况进行动态跟踪,可随时查询下井人员的身份，下井次数、下井时间或任一指定时间段的活动踪迹。
系统设备包括：地面中心站、传输接口、数据接收分站、无线编码发射器、接收探头及电源等。
地面中心站设在调度室内，数据接收分站及天线设在上下井口、行人巷道主要分叉路口、工作面、掘进头、危险进入区等处；无线编码发射器安装在矿灯的电池盒内。
（五）压风自救系统 1.压风设备
设计采用地面集中供气方式，在工业场地建空压机站一座。选用GA-250A型螺杆式空压机三台，两台工作，一台备用。空压机额定排气量41.7m3/min，额定排气压力0.85MPa，配套电动机10kV，250kW。
压风主管选用φ159×5mm无缝钢管沿副斜井敷设至井下，将压缩空气送至井下各用风地点。
2.管路系统
设计采用地面集中供气方式，选用φ159×5mm无缝钢管作压风主管，沿副斜井敷设至井下，将压缩空气送至井下各用风地点。压风管路布置图见图9.5—1。
压风管采用法兰和快速管接头连接。
管路选择合理，压力损失小。压风管路压力损失按最远一路管道计算：
（六）供水施救系统
矿井必须建立完善的防尘供水系统。没有防尘供水管路的采掘工作面不得生产。主要运输巷、带式输送机斜井与平巷、上山与下山、采区运输巷与回风巷、采煤工作面运输巷与回风巷、掘进巷道、煤仓放煤口、溜煤眼放煤口、卸载点等地点都必须敷设防尘供水管路，并安装支管和阀门。防尘用水均应过滤。
矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统。井下消防管路系统应每隔100m设置支管和阀门，但在带式输送机巷道中应每隔50m设置支管和阀门。地面的消防水池必须经常保持不少于200m3的水量。如果消防用水同生产、生活用水共同一水池，应有确保消防用水的措施。
开采上部水平的矿井，除地面消水池外，可利用上部水平或生产水平的水仓作为消防水池。
第二章 矿井火灾风险评价及防灭火方法选择
第一节 矿井火灾风险评价
一、矿井火灾因素评价
燃烧必须具备三要素,即可燃物、引火源和助燃剂。但并不是具备了燃烧三要素就能发生火灾,可燃物、引火源和助燃剂在适当的环境(场所) 中才能发生火灾。因此,影响矿井内某地点火灾的因素可以概括为： 可燃物、引火源、助燃剂和环境(场所)。矿井范围内的可燃物主要有煤炭、电缆、胶带、油料、木材、编织物、炸药、煤尘、瓦斯等；引火源可能是电气系统短路热源或火花、静电火花、摩擦热源或火花、人工热源、生活用火等；助燃剂一般都为氧气，且除井下盲巷等极少数地点外，矿井范围内的氧气浓度都满足燃烧的需要。
二、矿井火灾可能性评价
具有一定能量的引火源、可供火灾继续的可燃物、可供火灾继续的助燃剂和适当的环境(场所) 是矿井内某地点发生火灾的4 个基本因素。因此,本设计建立矿井某地点火灾4 个影响因素的评价标准,给出该地点的火灾可能性。
(一)可燃物燃烧可能性。
可燃物燃烧可能性表示可燃物燃烧的难易程度,它与可燃物的性质、状态、存放形式等有关。
(二)引火源。
引火源是指能够引起火灾的热能。引起火灾必须具备一定的能量,且该能量要持续一定的时间。引火源产生可能性取决于其产生概率的大小以及是否具备一定能量、持续一定时间能够点燃可燃物。
(三)助燃剂。
矿井范围内的助燃剂一般为氧气,氧气的存在是发生火灾并能够持续燃烧的基本条件。由于矿井一般采取机械通风,因此,矿井内因火灾助燃剂存在的可能性与通风方式、风量、风速、风流中的氧气浓度以及控制风流的难易程度等因素有关；而地面氧气浓度均与所处海拔空气中一样，故外因火灾助燃剂浓度的高低仅与地面海拔高度有关。
(四)环境(场所)火灾易发性。
环境(场所)火灾易发性表明矿井内某地点是否容易发生火灾。该参数的大小取决于环境是否容易积聚热能,是否能够对可燃物性质、状态、存放状态有影响,是否能够有连续的氧气供给,是否容易使局部燃烧发展成火灾等。
三、矿井火灾严重性评价
对于矿井火灾,火灾烟流对人员的危害极大,在人员缺乏必要的防护时,即使火灾烟流的高温不能使井巷及其内部设备损坏,也能造成人员中毒死亡。因此,选取矿井火灾伤亡人数和财产损失情况作为矿井火灾严重性评价指标。
第二节 矿井自燃火灾防治方法
一、矿井自燃火灾的特点
(一)一般都有预兆。如有烟、有味。烟雾多呈云丝状，有煤油味、焦油味。 (二)多发生在人员难以进入的采空区或煤柱内，很难找到真正的发火点。 (三)持续燃烧的时间较长，有的内因火灾范围较大，难于扑火，可以持续燃烧数月、数年、数十年甚至上百年。
(四)发生频率较高，且较隐蔽，故危害性更大。
二、矿井自燃火灾防治技术简介
（一）开采技术措施：综合考虑，选择合理的开拓方式、巷道布置方式、开采方法、回采工艺等，以期达到最小的煤层暴露面和切割量、最快的回采速度、最大的工作面回采率、最严密的封闭效果的目标，进而实现防止自燃火灾发生的目的。
（二）预防性灌浆：根据采煤与灌浆的先后顺序关系可分为采前预灌、随采随灌和采后灌浆。采前预灌就是煤未开采之前即对煤层进行灌浆；随采随灌就是随着采煤工作面推进的同时向采空区灌浆；采后灌浆是当回采结束后，将整个采空区封闭起来，然后灌浆。
（三）阻化剂防火：将阻止氧化的试剂溶液喷洒在煤体表面以阻止煤炭自燃或延长发火期，达到防止自燃火灾的目的。
（四）凝胶防灭火：用基料和促凝剂按一定比例混合配成水溶液后，发生化学反应
形成凝胶，从而破坏煤炭着火的一个或几个条件，以达到防灭火的目的。
（五）均压防灭火：利用风窗、风机、调压气室和连通管等进行调节风压值，用以改变通风系统的压能分布，降低漏风压差，从而达到抑制煤炭氧化，惰化火区的目的。
(六)氮气防灭火：将氮气送人指定的处理区域、使该区域内空气惰化，使氧气浓度小于煤炭自燃的临界氧浓度，从而防止煤炭自燃，或者已经形成的火区因缺氧而逐渐熄灭。
（七）干冰防灭火：将干冰送人指定的处理区域、使该区域内空气惰化且温度降低，使氧气浓度小于煤炭自燃的临界氧浓度或周围温度降低至煤炭燃点以下，从而防止煤炭自燃，或者已经形成的火区因缺氧而逐渐熄灭。
三、矿井自燃火灾防治方法选择
根据国家相关法律、法规和《煤矿安全规程》的规定，结合鑫顺矿的生产实际，本设计选用的自燃火灾防治方法为：以灌浆为主、阻化剂防灭火为辅和束管监测系统与人工监测相结合的综合防火措施。
第三节 矿井外因火灾防治方法
一、矿井外因火灾的特点
（一）发生突然、来势凶猛，若发现不及时，处理不当，往往会酿成重大事故。 （二）往往在燃烧物的表面进行，因此容易发现，早期的外因火灾还较易扑灭。 （三）多数发生在井口房、井筒、机电硐室、爆炸材料库、安装机电设备的巷道或采掘工作面的等地点。
二、矿井外因火灾防治技术简介
（一）防止火源产生，预防火灾产生
1.防止失控的高温热源产生和存在。按《煤矿安全规程》及其执行说明要求严格对高温热源、明火和潜在的火源进行管理。
2.尽量不用或少用可燃材料，不得不用时应与潜在热源保持一定的安全距离。 3.防止产生机电火灾。
4.防止摩擦引燃：①防止胶带摩擦起火。胶带输送机应具有可靠的防打滑、防跑偏、
超负荷保护和轴承温升控制等综合保护系统；②防止摩擦引燃瓦斯。
5.防止高温热源和火花与可燃物相互作用。
（二）防止已发生的火灾事故扩大，以尽量减少火灾损失 1.有潜在高温热源的前后10m范围内应使用不燃支架。
2.划分火源危险区，在危险区的两端设防火门；矿井有反风装置，采区有局部反风系统。
3.在有发火危险的地方，设置报警、消防装置和设施。 4.在发火危险区内设避难硐室。 （三）灾后对策
1.报警。采集处于萌芽状态的火灾信息，发出报警。 2.控制。利用已有设施控制火势发展，使非灾区与灾区隔离。 3.灭火。迅速采取有效措施灭火。
4.避难。使灾区受威协的人员尽快选择安全路线逃离灾区，或撤至灾区内预设的避难硐室等待救援。
三、矿井外因火灾防治方法选择
（一）预防明火
井口房和通风机房附近20 m内禁止烟火，也不准用火炉取暖；严禁携带烟草、引火物下井；井下硐室内不准存放汽油、煤油或变压器油；井下使用的润滑油、棉纱和布头等必须集中存放并定期送到地面处理；井下和井口房内不得从事电焊、气焊或喷灯焊接等工作。
（二）预防电气引火
要正确选用易熔断丝片和漏电继电器，以便电流短路、过负荷或接地时能及时切断电流；不准带电检修、搬迁电气设备；温升变色涂料可以作为早期发现电气设备发热的指示标志。
（三）尽量使用不燃材料
《煤矿安全规程》第二百二十一条规定：“井筒、平硐与各水平的连接处及井底车场、主要绞车道与主要运输巷、回风巷的连接处，井下机电设备硐室，主要巷道内带式输送机机头前后两端各20m范围内，都必须用不燃性材料支护。
（四）加强火灾的监测监控
有效的监测监控能够及早识别初期火灾，并发出报警，使火灾被扑灭于萌芽时期，从而最大限度地减少损失，不至于酿成大的灾难。
第三章 矿井自燃发火早期
预测与预报指标
第一节 煤自燃特征温度实验
一、煤样的采集及制备
按有关规定布置采样点，采取有代表性的煤样。采样时，先把煤层表面受氧化的部分剥去，再将采样点前面的底板清理干净，铺上帆布或塑料布，然后沿工作面垂直方向划两条线，两线之间宽度为100～150mm，在两线之间采下厚度为50mm的煤作为初采煤样。把采下的初采煤样打碎到20～30mm大的粒度，混合均匀，依次按锥堆四分法，缩分到1kg左右，作为原煤样装入铁筒(或较厚的塑料袋)中，封严后送试验室。
新采煤层或分层首次采样进行自燃特征温度实验时，必需在同一煤层或分层的不同地点采取2～3个煤样进行鉴定。
二、热重实验
（一）去皮 在Q50上进行操作，按Tare去皮。
（二）样品放入 取小块煤样（最小量为0.1mg），按Sample键将样品放入。 （三）设计实验程序
（四）实验结束 待炉子冷却，点击Sample键取出煤样，点击Furance关闭炉子。
（五）清洗样品盘 用酒精灯进行燃烧清洗，也可以用其他方法，但所用方法不能损坏样品盘。
（六）工具归位 把实验中所用工具，放回盒子中原来的位置，以备下次实验使用。
三、煤样的自燃特征温度
研究表明，煤样热失重和失重速率变化曲线能反应煤氧复合过程中物理吸附、化学吸附和化学反应的不同历程，所以，煤氧复合过程及复合程度可以用特种温度点来表征。
在煤自燃过程中，煤分子中具有不同活性的各种结构在某一特定温度下均能参与煤氧间的化学吸附和化学反应，通过热重试验宏观反映为煤样失重量和热失重速率的变化，这一特定温度即为煤自燃过程中的特征温度。
选取鑫顺煤矿的煤样作为研究对象，通过X射线衍射和不同氧化条件下的热重分析实验，分析计算煤样的微晶结构参数，掌握煤样结构特征，并运用非等温动态热重法和微商热重分析手段，研究分析煤氧复合过程，便可得到煤样自燃过程中的特征温度。
第二节 煤自燃标志气体测试及优选
一、煤样的采集及制备
按有关规定布置采样点，采取有代表性的煤样。采样时，先把煤层表面受氧化的部分剥去，再将采样点前面的底板清理干净，铺上帆布或塑料布，然后沿工作面垂直方向划两条线，两线之间宽度为100～150mm，在两线之间采下厚度为50mm的煤作为初采煤样。把采下的初采煤样打碎到20～30mm大的粒度，混合均匀，依次按锥堆四分法，缩分到1kg左右，作为原煤样装入铁筒(或较厚的塑料袋)中，封严后送试验室。
新采煤层或分层首次采样进行自燃标志气体测试时，必需在同一煤层或分层的不同地点采取2～3个煤样进行鉴定。
二、煤升温氧化实验
装好煤样后，开动空气压缩机供入一定流量空气，并启动温度控制和检测系统，开始实验。在煤自燃过程中，炉内各点的温度及气体种类、浓度均会随时间、供风量和散热条件而变化。实验平台实时连续跟踪炉内各点温度变化情况，每隔10度选取有代表性的测点记录其对应温度、气体组分和浓度、氡的析出量等参数。实验结束后，对实验数据进行整理，并进行相应处理及分析，得出实验结果。
三、煤自燃早期预测预报标志气体的优选
煤是以碳氢为主体并含有其他矿物元素的矿物体。由于碳氢与氧的亲和力较强，人们普遍认为煤自燃是煤氧复合放出热量导致的结果，因此，可以选取下列气体作为煤自燃早期预测预报标志的气体。
CO 一氧化碳随着煤的氧化升温而开始产生，其产生量随着煤温的升高而增大，伴
随煤层火灾的全过程。
C2H4 乙烯仅产生于煤的氧化自热过程中，在一定区间内，随煤温的升高而发生量增大，到达极限温度后，发生量逐渐下降，变化关系单一、明显。
C2H2 乙炔仅产生于煤的激烈氧化阶段，具有较强的温度区间特征，变化关系单一、明显。
四、矿井自然发火早期预测预报标志气体的确定
由于煤体自燃一般要经过潜伏期、自热期和发展期，且煤自燃的各个阶段温度不同，所产生具有代表性的气体也不同，如果仅从CO浓度上判别煤的自燃程度，指标单一，很难准确预测煤自燃（或熄灭）的程度。因此，应把CO、C2H4、C2H2及派生指标综合起来进行预测预报，以此更准确的判别煤自燃的程度，有助于采取针对性地措施进行防灭火。
第四章 矿井自然发火监测与检测
第一节 矿井自然发火监测与检测地点
一、测点布置原则
在自燃火灾的监测中，监测点布置至关重要，实践证明，监测点的布置应按照以下原则进行：
（一）预计易发火区域。
按照矿井生产环境及煤层自然发火条件，把各危险区域作为监测对象，即根据上述煤炭自燃的时间和空间特性分析布置。 （二）测点布置在高负压区。
从全负压角度考虑，只要漏风风流经过易燃点，各泄漏通道以负压最高处最易反映易发火区域的真实情况。
（三）提供最佳排除炮烟影响环境。
井下放炮产生大量的CO，经过测点时就反映到CO监测仪器上来，给非连续监测带来困难，因此要设法排除炮烟干扰。 （四）测点具有恒定的漏风量。
如果进行相对量监测，漏风量不稳定，监测仪上所反映的数值无法表达发火过程中的真实情况，即使对绝对量进行监测，由于微小风量测算困难，也会造成很大误差。因此，监测过程中如无特殊需要，尽量不改变通风系统，改变后则要及时调整测点，各参数量重新对比整理。
（五）测点应避开温差自然风压的影响。
二、井下自然发火测点布置
针对鑫顺煤矿井下生产实际布局，确定建立井下移动式简易束管监测系统。即在工作面附近建立井下抽气泵站，束管集中接到束管采气泵站，由专业人员在采气泵站用球胆分别取气，带至地面进行化验分析，根据这些数据进行煤自然发火早期预测预报。在工作面没有监测到自然发火标志气体的情况下，取样时间定为每三天取样一次，一旦出现自然发火征兆应每天采气分析。
为准确判断采空区自燃危险区域，为自燃防治及今后的综放开采防灭火工作提供参考依据，将利用束管监测系统对工作面的“三带”分布进行观测，因此系统布置方式分两个阶段进行，第一阶段为采空区“三带”观测束管布置方式，第二阶段为“三带”观测结束后采空区自然发火监测束管布置方式。
三、矿井安全监控系统
根据《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-20XX）规定，瓦斯抽采监控系统必须对泵站瓦斯抽采管道内的瓦斯浓度、泵房室内瓦斯浓度、CO浓度、气体的流量、进气管负压、排气管正压以及循环冷却水温、抽放泵轴温等进行连续监测。除此之外，还应对负压、正压、大气压、温度等的监测，发现问题时，及时处理。泵房内电气设备、照明和其它电气、检测仪表均应采用矿用防爆型。抽放泵运转时，必须对泵水流量、水温度、泵轴温度等进行监测、监控。
建立监控系统，连续监测瓦斯抽采管路内的气体温度、负压、正压、浓度（CH4、CO）等参数；连续监测瓦斯抽采泵站内泄漏瓦斯浓度、抽放泵轴温、电机轴温及其定子温度、抽放泵的供水流量、高低位水池水位和水温；当任一参数不符合规定要求或超限时，可发出声光报警，并按设定停止或启动有关设备。
瓦斯抽采监控系统井下分站和传感器要连接在与矿井监控系统较近的分站上，监控探头要在掘进工作面支管、老采空区插管、本层抽放和高位钻抽放支管上分别安装。
井上监测系统分站和传感器安装在管道间、值班室、真空泵间和室外的高低位水池。值班室内设置汇集上述监测参数的显示柜，并把这些参数实时地传送到矿井安全监测监控系统中，所以要求本系统与其完全兼容。
为满足瓦斯抽采系统连续监测的要求，瓦斯抽采监测系统需装备高低浓度瓦斯传感器、一氧化碳传感器、气体的流量传感器、正负压力传感器、温度传感器、机电设备开停传感器、水位传感器、断电反馈器和缺水监视器等。
为防止地面雷电波侵入井下，由地面直接入井的金属构件及各种露天架空引入（出）的管路等，在井口附近将金属体做不少于2处的良好的集中接地；通信线路在入井处装设熔断器和防雷电装置。
四、人工检测
没有布置束管采样点或采样束管不能到达，同时又需要进行气体分析的地点，可人
工利用取气囊进行取样。气体分析则由气相色谱仪完成。取样时间可每天或根据需要定期取样，取样前必须用取样地点气体对取气囊进行2－3次冲洗。气样采集后12小时内必须送至气样分析室进行数据分析，如超过12小时，气样应舍弃不用，重新取样，以保证分析数据准确。
总之，人工检测是矿井束管监测系统的有机补充，能够使矿井监测系统的功能更加完善、合理、有效，确保对矿井实现全方位、全地点、全天候的实时监测。
第二节 矿井束管监测系统
通过建立矿井束管监测系统，能够通过束管取样分析矿井采空区、密闭区、巷道中CO、CO2、CH4等气体的浓度，经过测定分析及时预报，为矿井自燃火灾监控工作提供科学依据。同时主动24小时监测预报井下气体及自燃火灾隐患，变被动矿井安全综合防治为主动，避免了缺乏科学数据、盲目治理的弊端，即为煤矿科学管理提供保障，又为煤矿节约了经济成本，意义重大。
一、束管监测系统的选择
根据现场生产实际需要，该束管监测系统必须有如下功能： （一）微机自动控制，24小时在线检测，实现无人值守。
（二）自动设置参数，每次进入系统均按上一次修改的最新参数设置。
（三）可建立气样数据库，通过系统自动求出或输入的组份表；可按用户要求形成文件，组份名称可输入汉字。
（四）自动输出每路束管气体的分析结果。在微机控制下，每一路数据分析完成后，可根据需要自动将结果输出到打印机完成打印输出功能。
（五）独特的数据库分析功能。在束管监测下，系统自动将分析数据存入数据库，并可用数据库分析某一采样点的气体含量在一段时间内的变化趋势，可用图形方式表现，非常直观；
（六）具有气体含量超限自动报警功能；
（七）系统具有联网功能，实现分析数据的共享，便于领导和调度人员对井下气体的变化情况进行直接检测。
结合本矿的生产实际需要，参考目前国内煤矿束管监测系统的使用情况，选择：
矿井移动束管监测系统：KYSC-1 气象色谱仪：GC-950
二、束管监测系统参数
KYSC-1型束管采样系统技术参数 供电电压：660V／380V； 功率：4kW； 供水量：1m3/h； 抽气量：1.35m3/min； 负压：－0.087MPa； 抽气距离：5000m
三、束管监测系统的布置
（一）“三带”观测束管布置方式
在工作面轨道顺槽停采线附近建立井下束管监测站。沿工作面倾斜方向均匀布置5个测点，沿开切眼底板综放支架后部铺设内径为2吋的无缝钢管作为保护管，内穿有五芯内径为8mm的束管。每个测点内安设束管采样器，每个采样器连接一路束管，测点采样器外加套管保护。
采空区“三带”的划分采用最常用的氧气浓度划分法：
1.不自燃带：O2>18%。该区域具备充足的供氧条件，但由于漏风大造成煤自燃初期产生的微小热量随风散失，煤的氧化过程始终停留在缓慢发展阶段，不易发生煤自燃现象。
2.自燃带： 7%≤O2≤18%。该区域既具备充足的供氧条件，又由于漏风量较小，氧化蓄热环境较好，煤的氧化自热过程得以持续进行，最终导致煤自燃的发生。
3.窒息带：O2<7%。该区域由于缺氧，煤自燃氧化过程将无法进行。 （二）采空区自然发火监测束管布置方式
采空区“三带”观测结束后，对采空区的自然发火监测采用以下束管布置方式： 束管沿工作面正巷向采空区敷设布点。在巷道底靠外帮铺设内径为2吋的无缝钢管作为保护管，内穿有四芯内径为8mm的束管。每两点之间距离30m，每个测点内安设束管采样器，每个采样器连接一路束管，测点采样器外加套管保护。随着工作面的推进，
各束管采样器依次进入采空区，这样就能抽取采空区深部的气体。
四、束管监测制度
（一）总则
1.本规定适用于KYSC-1型束管采样系统的全面管理。该系统主要用于矿井下各种气体成分的检验分析。
2.系统必须按规定配备专职管理操作人员，经过专门的技术培训，合格后方能上岗。 3.设备在持续运行6个月后，必须进行全面检修，保证所有设备完好率达到 100%。 （二）分析仪器部分
1.系统的开机、操作和关机必须严格按照《KYSC-1型束管采样系统操作规程》进行。
2.每天开机在设备运行稳定后，必须使用标准气样调校一次并校验一次，每周必须检验一次井下各个测点的气体成分，并进行分析，并将结果汇报给通风科和技术副矿长。
3.测试标样结果误差较大时，操作人员必须在第一时间处理。
4.仪器的参数设置不得随意改动，修改参数时必须有技术人员在场指导。 5.分析仪的电脑主机必须是专用电脑，任何人不得利用该机上网或打游戏，不得随意使用优盘、移动硬盘。不得安装各类与设备正常运行无关的软件、插件。
6.要建立监测数据库，每天的分析数据都要打印后进行备份，打印的报表经矿长、技术副矿长、通风矿长负责人签字后存档。
7.操作人员要认真执行值班制度、操作规程等管理制度和相关规定，认真填写运行日志。
8.每天必须检查束管监测系统的完好情况，发现问题及时汇报、及时处理，对出现异常情况时，必须在第一时间处理。
9.每天下班前必须清理空气泵、氢气发生器及采样柜上气水分离器中的积水。 （三）井下束管部分
1.井下分路箱应设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应吊挂在巷道中，并将其固定。
2.通风队每天必须到井下分路箱清理气水分离器中的积水。
3.设置在粉尘较多的束管接口要安装防尘接头，并垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板(顶梁)不得大于500mm，距巷道侧壁不得小于 200mm，并应安装、维护方便，不影响行人和行车， 避开淋水和风筒出风口。
4.必须绘制井下束管安装布置图。
5.每天必须检查束管完好情况，发现问题及时汇报、及时处理，对出现束管断裂、折弯及其它故障时，必须在第一时间处理。
6.各井筒、大巷、采区敷设的监测束管与电缆线在同位置悬挂；运输大巷的束管悬挂高度必须保证不被矿车刮坏；维修巷道必须保证不挤压和损坏监测束管。
第三节 矿井自然发火预测预报体系
一、自然发火预报指标
煤自然发火一般都要经历从缓慢氧化到加速氧化直至激烈氧化的阶段，针对不同的阶段应采取不同的防灭火措施。因此作为煤自然发火的预测预报应该根据实际情况优选适合于本矿防灭火工作的综合标志气体指标，排除单一使用CO时出现地质因素和采掘因素的干扰,对煤自然发火的不同阶段进行预测预报，以指导防灭火措施的制定和实施。
结合本矿生产实际情况，本设计选择的自然发火预报指标有：
CO可以作为预测预报煤自然发火的指标气体，其预测的温度范围应在220℃之前。CO出现的临界温度较低，为60℃左右，若在整个过程中CO持续不断产生，应特别加强观测。
C2H4气体预测的初始温度在165℃左右，C2H4气体的出现可以视为煤进入加速氧化阶段的标志。在有CO存在的前提下，只要出现C2H4，即可做出煤已自然发火的预报，此时必须采取切实有效的灭火措施，。
C2H2气体的出现表现煤已完全进行燃烧阶段。所以在矿井下检测到C2H2时，可断定监测区内存在已经燃烧的明火，此时制定和采区防灭火措施时一定要谨慎，千万不要将高温火区暴露于空气中，以免高温煤炭与爆炸范围内的瓦斯气体接触，引燃引爆瓦斯、煤尘等使事故扩大。
二、自然发火预警值
参考周边各矿的预测预报示数，结合本矿生产实际，在遵守国家各种法律、法规的同时，本设计选用CO的绝对生产量H（＝CQ）作为自然发火系数。其具体预警值见表4-1。
4-1 自然发火预警值
自然发火系数H m3/min 安全值 ≤0.0049 加强观测值 0.0049-0.0059 自然发火预报值 ≥0.0059 注：C：测点气样的CO浓度，10-6；Q：测量风量，m3/min
三、自然发火预测预报体系
（一）自然发火预报指标以及自然发火预警值
自燃发火临界值，一般以一氧化碳的相对量和绝对量作为自燃发火的预报指标。 （二）自然发火预测预报体系
1.建立自燃发火观测点，对全矿井的自燃危险区进行系统的、定期的观测。观测点应选在：采空区回风侧防火墙处和回采工作面上隅角采区回风巷中。观测内容为：一氧化碳、二氧化碳、沼气、氧等气体成份、气温、水温、风量以及防火墙内外压差和表面自燃征兆。
2.矿井自然发火预测预报工作由总工程师负责，具体业务由通风科负责组织实施。 3.预报人员必须收集现场一切资料，确保预报的准确性。预报前必须根据资料认真分析，对其造成的影响加以说明。提前预报必须根据其性质在《安全规程》所规定的安全的前提下进行。预报工作严禁口头说明，必须是书面形式和与其相适应的图纸，并有备字记录。所有资料必须提前由总工程师审查，否则严禁对外预报。预报后必须掌握现场资料，一旦发现与预报情况不符或有其它情况发生，必须及时汇报领导进行补充修改。对于预报的相关资料必须备份存档，以备查阅。
4.采区和回采工作面回采结束一个月后必须全部撤出设备，进行永久性封闭。建立永久性防火密闭，必须预留灭火灌浆及防火观察孔门、风窗、风桥等通风设施，也应按防灭火的要求正确选择位置砌筑。
5.防火密闭的气体、温度，每周进行一次检测，同时对流水温度也要进行测定。防
火密闭如出现气体温度升高、有CO出现、水温升高等现象，必须立即报总工程师，并采取措施防止自然火灾的发。
6.教育全体员工了解矿井自然发火的征兆，如发现自然发火的预兆时，及时向有关领导和调度室汇报。
7.早期发现煤层自燃发火的初期征兆。煤层自燃的初期征兆，人体感觉气管可以察觉到的现象有：
（1)巷道中出现雾气和巷道壁有“出汗”现象; （2)闻到有煤油味、汽油味和焦油味等;
（3)出水温度大于25℃，空气与煤壁的温度骤增，气温较常温高出约10℃，皮肤有一种热感，周身不适;
（4)人感觉有头疼、闷热、憋气、四肢无力和精神疲乏等现;
8.巡回安、瓦员及工作面现场人员发现上述自燃发火预兆后，必须现场采取有效措施并报调度室。
9.由通风科负责每月对全矿的总回风道、采区回风道进行一次详细的自然发火征兆观察，从大范围上分析井下有无自燃发火。
10.通风科每周安排专人对井下采煤面的上隅角、•回风巷和采空区回风密闭及其它可能发热的地点进行一次全面观测。观测的参数包括：现场的气体成份(CH4、C02、C0、02)、气温、水温、其他火灾征兆等;在防火墙封闭时间长，温度异常和有自燃倾向的区域内的回风风流中要安设CO传感器，CO传感器的报警浓度为24ppm。
11.由通风监测组完善一氧化碳传感器，进行自燃发火监测。
12.监控值班员发现一氧化碳传感器显示值超过临界值时，必须及时通知有关科室及领导，并采取有效措施。
13.由监测员、瓦斯员负责认真观测自燃发火观测点处的观测内容，并及时填写观测数值。
14.自燃发火临界值，一般以一氧化碳的相对量和绝对量作为自燃发火的预报指标。 15.由通风科负责及时整理和分析观测结果，并绘制变化曲线，一旦发现某一指标达到临界值，应迅速做出预报，向调度室及有关领导汇报。
16.对于已有发火危险或已出现发火征兆的地点，检查周期缩短到每班一次，及时
向有关领导和部门汇报。同时，矿领导应组织专门人员进行火灾灾情的分析并制定处理对策。
17.若出现不按上述制度执行的部门及相关人员给予处罚，处罚按相关规定执行。
第五章 矿井煤层自然发火防治
煤炭自燃必须具备三个条件：1.有自燃倾向性的碎煤堆积；2.有蓄积热量的环境和条件；3.连续不断的供氧。预防内因火灾主要从这三个条件入手，采区有针对性的预防措施，使得这三个条件中至少缺少一个，煤炭就不会自燃。
从减少碎煤堆积入手主要有确定合理的开拓开采方法，减少丢煤，提高煤炭回收率等。从改善蓄热条件入手主要进行矿井通风，使煤炭自热过程中产生的热量不易积累。从破坏供氧条件入手是预防内因火灾最主要的方法，主要是杜绝漏风或避免煤氧接触。
第一节 开拓开采方面措施
《煤矿安全规程》规定，新建矿井的所有煤层的自燃倾向性由地质勘探部门提供煤样和资料，送国家授权单位作出鉴定，鉴定结果报省级煤矿安全监察机构及省（自治区、直辖市）负责煤炭行业管理的部门备案。生产矿井延深新水平时，必须对所有煤层的自燃倾向性进行鉴定。开采容易自燃和自燃煤层的矿井，必须采取以灌浆为主的综合预防煤层自然发火的措施。其中综合预防措施中包括开采技术措施。
从开采技术措施预防煤炭自燃角度出发，总体要求是：1.最小的煤层暴露面和切割面；2.最快的回采速度；3.最大的工作面回采率；4.最严密的隔绝封闭效果。
一、在厚煤层开采时，由于回收率相对较低，采区煤柱容易遭受破坏，采区封闭不严，漏风较大等原因造成容易自燃。此外，煤是热的不良导体，煤层愈厚，愈易造成良好的热积聚条件。煤层埋藏深度增加，煤的原始温度增加，也使自燃危险性增加。
二、回采工作面装备为综合机械化开采，工作面推进速度快，对防止采空区煤炭自燃有利。
三、工作面顺槽布置，采用“一进两回U”型通风方式，工作面上下端头设置挡风帘，减少采空区漏风，对防止煤层自燃有利。
15号煤层开采过程中出现过煤层自燃现象，在煤炭开采过程中，必须提高防火意识，采取有效的预防煤层自燃的措施，防止火灾发生。
第二节 通风方面的措施
一、风网简单、结构合理
二、合理的通风设施布置 三、合理的工作面通风方式 四、减小矿井通风阻力 五、加强日常通风防灭火管理
第三节 矿井灌（注）浆防灭火系统
《煤矿安全规程》规定，开采容易自燃和自燃的煤层时，必须对采空区、突出和冒落孔洞等空隙采取预防性灌浆等防灭火措施。
一、灌（注）浆方法及系统的选择
由于该矿井灌浆量小，因此采用井下移动灌浆系统。灌浆方法采用生产中通常采用的采空区灌浆方法，即在回风顺槽敷设管路，并用胶管接短钢管（预埋采空区内），随着工作面的推进隔一定距离拔管一次，每次灌到下顺槽能见到水为止，并要求随采随灌。当远离管口的地方灌浆效果不佳时，可采用洒浆的方法从工作面向采空区喷洒泥浆。
技术要求为：在采空区底板形成5cm左右的泥浆，以防止浮煤氧化自燃。
二、灌（注）浆材料的选择
灌浆材料采用矿井工业场地附近的粘土就地取材，使用矿井周围的黄土，容易开采，数量充足。对粘土要求如下：
（一）颗粒要小于2mm，而且细小颗粒（粘土：≤0.005mm者应占60％～70％）。 （二）主要物理性能指标： 密度为2.4～2.8；
塑性指数为9～11（亚粘土）；
胶体混合物（按MgO含量计）为25％～30％； 含砂量为25％～30％（粒径为0.5～0.25mm以下）； 容易脱水和具有一定的稳定性。 （三）不含有（或少含有）可燃物。
三、灌（注）浆参数的计算
本矿井工作制度为四六制，每天灌浆时间按12h，全年工作天数为330d，洒浆尽量在检修班完成。
按采空区覆盖土面积计算(采空区底板形成5cm厚的泥浆)每日所需土量： Q=mLH=0.05×5.6×150=42m3/d 式中：Q——每日灌浆所需土量，m3/d；
m——灌浆形成泥浆厚度，m； L——每日推进度，m/d； H——工作面倾向长度，m。
取土量按需土量增加10%考虑，每日实际取土量为46.2m3/d。
选用灌浆的水灰比为1:5，灌浆所需水量为231m3/d，考虑用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系数1.1，实际用水量为254.1m3/d。
泥浆制成率选取0.930，则每日灌浆量：(46.2+254.1)×0.930=279.3m3/d，小时灌浆量为279.3/12=23.3m3/h。
四、灌（注）浆设备及工艺
（一）灌浆设备
黄泥灌浆设备一览表
序号 1 2 3 4 设备名称 管路（无缝钢管） 4寸胶管 注浆站 供水管（软管） 设备型号 D76×4.0 DN50 ZHJ-12/1.2 φ30 单位 m m 台 m 数量 1500 200 1 200 （二）灌浆工艺流程
取土场（矿车）→副斜井、轨道大巷、集中轨道大巷→井下泥浆搅拌池（搅拌机）。制浆水源可取自井下消防洒水管路。
五、浆液的制备
灌浆站设在回风立井场地附近，水源水由水泵房经水管送入高压水枪内，用水枪冲刷黄土（或用搅拌机搅拌）制成泥浆，然后经泥浆池流入灌浆管路进入井下，制浆工艺流程见图5-1。
土 源水 源灌浆站泥浆池排弃粗料篦 子灌浆管路井下采空区
图5—1 制浆工艺流程图
六、灌（注）浆管路布置
经流速验证，取干路钢管内径为64mm，每日灌浆按12小时计，经查表得，临界速度v临＝1.329m/s。
实际工作流速为：v=
4Q=1.427m/s 23600d式中：v—实际工作流速，m/s； Q—小时灌浆量，23.3m3/h； d—管路内直径，0.076m；
实际工作流速v＞v临，灌浆管可以正常工作，故所选管径合适。 管壁厚按下式计算： 垂直管路：
0.5d(0.0102RC0.0041P1)f+b=7.548mm
0.0102RC0.0133P式中：δ—管壁厚度，mm； d—管路内直径，100mm；
RC—许用应力，无缝钢管取800×98.0665=78452.8KPa； αf—管道附加厚度，取2mm；
Ｐ—管道内压力，KPa，Ｐ=10.79γH＝6453KPa； γ—泥浆密度，取1.182t/m3； H—垂深，80m；
b—垂直管道磨损量附加厚度，取3mm。
因灌浆立管上部下浆时为非满流状态，冲击磨损下部较严重，使用几年后，上部管壁厚度变薄，所以管壁厚度取10mm。
水平管路：
0.0102Pdaf=2.05mm
1.4284nRC式中：δ—管壁厚度，mm； d—管路内直径，76mm；
Ｐ—管道内压力，KPa，Ｐ=10.79γH＝6453KPa； αf—管道附加厚度，取2mm；
RC—许用应力，无缝钢管取800×98.0665=78452.8KPa； n—管道质量与壁厚不均的变动系数，取0.9。
参照目前国内矿井灌浆系统，确定井筒及回风大巷管路选取D84×10无缝钢管，顺槽管道选取D78×7无缝钢管，工作面管道选用D50mm的胶管。
七、灌（注）浆安全技术措施（防止跑浆、溃浆、疏水等措施）
（一）防止跑浆的措施：建水闸墙和充填采空区相结合；远离出水点布孔；改变钻孔结构。
（二）防止溃浆的措施：“堵”，即增设挡浆墙，适当加大浆液的土水比；“排”，即合理布设排水系统，使过多的水自行排出。
（三）防止疏水的措施：选择合适的浆材；适当调整土水比。
第四节 矿井阻化剂防灭火系统
阻化剂就是阻止氧化的试剂，将其溶液喷洒在煤体上阻止煤炭自燃和延长发火期，这一方法就是阻化剂防火。阻化剂防火技术主要用于预防工作面起采线、终釆线、采空区及相邻采空区浮煤的自燃发火。
阻化剂材料来源广泛，成本低、压住或喷雾工艺简单，易操作；阻化剂具有较强的自身亲水性能，喷洒或注入煤体后，能保持长时间的润湿。但阻化剂在煤体中易流失，水分蒸发后即失去防火性能，不能用于高位煤体的自燃的防治。
阻化剂的阻化机理有很多假说，我国研究者都比较认可“液膜隔氧降温”学说。该学说认为阻化剂大都是吸水性很强的溶液，当他们附着在易被氧化的煤体表面时，吸收了空气中的水分，在煤体表面形成了含水液膜，从而阻止了煤与氧的接触，起到了隔气阻化的作用；同时水在蒸发时吸收热量，使煤体降温，从而抑制了煤的自热和自燃。
此外，对阻化剂防灭火的原因，还有人认为：无机盐类氯化物中的氯原子与决定煤氧化自燃活性分子因发生了化学反应，使煤结构上的活动链环变成了较稳定的链环，在外界不加温不加热的情况下不容易分解，因此起到了防火作用。这一假说针对无机盐类阻化剂而言，主要从化学反应角度进行分析。
一、阻化设备的选型及参数
阻化剂的使用时有两种方法：一是在采煤工作面向采空区浮煤喷洒阻化剂；二是向可能或已经开始氧化发热的煤体打钻压住阻化剂。后一种方法钻孔间距根据阻化剂对煤体的有效扩散半径确定。钻孔深度应视煤壁压碎深度确定。钻孔的方位、角度要根据火源、高温点等位置确定。
如果使用阻化液喷洒工艺，可在采区内建立一个永久性的储液池，储液池用水泥料石砌筑，用供水管向储液池内供水，再往储液池内加阻化剂，搅拌均匀，通过水泵上药液管经电动泵加压后经输液胶管、喷洒管、喷枪喷洒在采空区内。
打钻压注阻化液时以煤壁见阻化液为准，如果一次达不到防火效果时，还可重复二三次，直到达满意效果为止。
气化喷雾是人们发明的新型喷洒方法，其实质就是将一定压力的阻化剂水溶液通过雾化喷嘴雾化成气雾，然后利用漏风风流作为载体漂移到采空区漏风所到之处，从而达到采空区防火。
根据鑫顺矿具体情况，采用轻便型阻化泵。轻便型阻化泵主要用于喷射阻化剂溶液和喷洒阻化汽雾溶液防止煤炭自然发火，既可以用喷枪直接向残煤喷射又可利用雾化喷头喷洒，其特点是设备体积小、重量轻，运输携带方便，只需2～3人及一辆矿车盛装阻化剂溶液就可进行工作。工作面配备BH-40/2.5型煤矿用灭火液压泵4台。每个回采工作面配备了一台WJ-24型阻化剂发射泵，用于向开切眼、顺槽巷道、工作面上、下隅角喷洒阻化液，防止暴露煤壁及碎煤自燃。
同时，鑫顺矿阻化防灭火设备还有加压泵、储液箱、过滤器、高压胶管、气雾发生
器等。
二、阻化剂的选择
国内外对使用阻化剂防火技术进行了大量的研究。在阻化剂的种类、性能及使用方法等方面取得了一定的成果。目前国内外使用阻化剂种类大致有：
（一）吸水盐类阻化剂。
常用的有氯化钙、氯化镁、氯化锌阻化剂，经使用氯化锌阻化剂的效果较好。 （二）石灰水阻化剂。
石灰水即是石灰乳，其浓度一般为5%-20%。 （三）水玻璃阻化剂
将一定浓度的硅酸钠溶液喷洒在煤体上阻止其氧化自燃。还可与氯化钙混合使用，效果更好。
（四）亚磷酸酯与二氢氧三烷基醌阻化剂：即是50%~58%的亚磷酸酯与15%~20%的二氢氧三烷基醌的混合液阻化剂，有效地防止了煤炭氧化，而阻化剂用量仅为处理煤量的千分之一左右。
（五）四硼酸氢铵阻化剂：即用四硼酸氢铵粉状物与水混合而成水溶液向采空区喷洒。
（六）除此之外，还有碳酸铵饱和悬浮液，造纸厂的氯化锌废液，铝厂的炼镁槽渣，石油副产品的碱乳浊液等都可用作阻化剂。
阻化剂的选择原则有：
（一）氯化物水溶液对褐煤、长焰煤和气煤效果较好，水玻璃，石灰水对高硫煤有较高的阻化率。
（二）阻化剂及使用参数的选择对阻化效果的好坏至关重要。选择阻化剂总的原则是安全、方便经济、效果好。从这几个方面出发，比较理想的阻化剂有工业氯化钙、卤片。这些阻化剂货源充足，储运方便，价格便宜。此外，一些工厂的废渣废液也有一定的使用效果。
（三）选用防灭火阻化剂时，应选用阻化率高、防灭火效果好、来源广泛、价格便宜，同时不得污染井下空气和危害人体健康、以及对机械、等金属构件腐蚀性小的物质。
根据鑫顺矿具体情况，采用氯化钙作为阻化剂，浓度为20%，因为此时阻化率高，
阻化效果最好。
三、喷洒阻化剂参数计算
（一） 阻化剂溶液的浓度和密度 1.阻化剂溶液的浓度
ρ=T/C×100%=T/(T+W)×100% ρ－－阻化剂溶液浓度，%； C――阻化剂溶液量，kg； T――阻化剂用量，kg； W――用水量，kg。
阻化剂浓度的合理性是降低成本，提高阻化效果的重要方面。实践证明，20%浓度的氯化钙和氯化镁溶液阻化率较高，阻化效果好；10%的阻化液也能防火，虽阻化率有所下降，但成本可降低一半，所以阻化剂浓度最好控制住15%~20%之间，一般不小于10%。
为了提高阻化率和阻化剂的效果，鑫顺矿采用20%浓度的氯化钙。 2.阻化剂溶液的密度
此参数由实测取得。拟取1.05t/m3。 (二)原煤的吸药液量和松散煤（浮煤）的密度 1.原煤的吸药液量
当气雾阻化剂的浓度为15%时，吨煤吸收量为42~48kg；当气雾阻化剂的浓度为20%时，吨煤吸收量为52~55kg。；本次设计拟取55kg。 2.松散煤（浮煤）的密度
此参数由实测取得。拟取1.0t/m3。 （三）喷雾量的大小
合理的喷雾量既要有利于防火需要，又要考虑成本因素，其喷雾量大小由下式确定： V=K1K2AγLHS/R 式中：
V——喷洒量，m³/d；
K1——易燃区域喷雾量加量系数； K2——吨煤用液量，m³；
A——阻化剂浓度，%； γ——实体煤密度，t/m³； L——工作面长度，m； H——煤层开采厚度，m； S——日推进速度，m/d； R——雾化率。 4号煤层的喷雾量：
V=K1K2AγLHS/R=1.2×55×20%×1.0×150×1.32×5.6/1=14636.16m³/d 15号煤层的喷雾量：
V=K1K2AγLHS/R=1.2×55×20%×1.0×150×4.61×5.6/1=51115.68m³/d
四、喷洒阻化剂工艺
阻化剂防火主要有压注阻化剂和气雾阻化两种。
压注阻化剂主要用于工作面起采线、终釆线及进、回风巷道等处。压注阻化剂钻孔间距根据阻化剂对煤体的有效扩散半径确定；钻孔深度应视煤壁压碎深度确定；钻孔的方位、角度要根据火源、高温点等位置确定。打钻压注阻化液时以煤壁见阻化液为准，如果一次达不到防火效果时，还可重复二三次，直到达满意效果为止。系统主要由加压泵、储液箱、输液管、封孔器组成。
气雾阻化剂是利用气雾发生器将适当浓度的阻化液转化成可悬浮在空气中的微小颗粒状雾滴，借助漏风将雾滴带入采空区进行防火。气雾阻化防火工艺由加压泵、储液池、过滤器、高压胶管和气雾发生器组成。如果使用阻化液喷洒工艺，可在采区内建立一个永久性的储液池，储液池用水泥料石砌筑，用供水管向储液池内供水，再往储液池内加阻化剂，搅拌均匀，通过水泵上药液管经电动泵加压后经输液胶管、喷洒管、喷枪喷洒在采空区内。
阻化剂可以单独使用，也可以加入灌浆液中混合使用，以提高预防性灌浆的防火效果。
根据鑫顺矿具体条件特征，采用喷洒阻化剂的方法，即既用喷枪直接向残煤喷射又可利用雾化喷头喷洒。
五、阻化效果检测
不同阻化剂阻化效果有好有坏，同一阻化剂在不同的阻化地点其阻化效果也不完全一样。在实际应用中，常用阻化率和阻化衰退期两个指标来描述阻化效果的好坏。
（一）阻化率
阻化率是指阻化剂对煤炭氧化自燃阻止程度，即煤样经阻化剂处理前后放出一氧化碳的差值与处理前煤样放出一氧化碳差值的百分比，其大小用下列公式计算：
E=(A-B)/A×100% 式中：E——阻化率，%；
A——煤样阻化处理前在100摄氏度时放出的一氧化碳量； B——煤样阻化处理后在100摄氏度时放出的一氧化碳量。 阻化剂的阻化率的值越大，则说明阻止煤炭氧化的能力越强。 （二）阻化衰退期
煤炭经阻化处理后，阻止氧化的有效日期称为阻化衰退期，也称为阻化剂的阻化寿命。
一般来说，阻化率高，阻化寿命长，是较理想的阻化剂。 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。
第六章 井下外因火灾防治及装备
煤矿井下的外因火灾主要包括明火火灾，电气火灾，爆破火灾，瓦斯、煤尘燃烧
或爆炸引起的火灾以及摩擦火灾等几种，且尤以电气火灾和带式输送机火灾更为严重。
第一节 电气事故引发的火灾防治措施及装备
电气火灾是指由于电火花、电弧以及异常高温的导电部分所引起的可燃物的燃烧。
一、电气火灾产生的主要原因
（一）导线灼热，其温度超过允许值，致使引燃电缆，发生火灾。
（二）电网中导电部分各元件接触不良，引起接触电阻增大，当电流通过时，接触处产生很高的温度而导致火灾。
（三）变压器油吸水，使其绝缘水平下降，易使一些电气设备产生电弧和相间短路，引发火灾甚至爆炸。
（四）电机车架空线断落，若落在高压铠装电缆外皮上，直流电弧沿电缆燃烧，烧毁电缆的铠装和油浸纸绝缘；橡套电缆盘圈处，被掉落的煤、石砸伤。短路冒火，烧毁电缆及巷道中的易燃物。
（五）井下照明灯覆盖煤尘，使电灯散热不良，温度升高，导致煤尘被点燃而造成火灾。
（六）保护装置失灵，起不到应有的保护作用，也会引起电气火灾。 （七）设备、电缆的阻燃性差。
二、预防电气火灾的措施及装置
（一）设置专职技术人员，检验和整定供电系统中的各级继电保护，使之灵敏、快速、可靠。
（二）装设完善的各种保护装置。
（三）按照允许温升的条件正确选择、使用和安装电气设备及电缆。 （四）使用熔断器、限流热继电器、电动机综合保护等装置。 （五）电气设备与电缆连接处接触良好，并经常检查和修理。
（六）保证变压器油的绝缘性能和耐压性。 （七）井下照明灯必须有保护罩或使用日光灯。 （八）条件允许时，优先选用不延燃橡套电缆。 （九）利用监测装置，加强电气火灾的实时监测。
（十）火灾发生后，立即采取相应的措施进行灭火，防止灾情扩大。
第二节 带式输送机着火防治措施及装备
主井及井下大巷带式输送机选用的阻燃输送带、托辊及滚筒的非金属材料零部件均满足MT668-20XX标准要求，其阻燃、抗静电、非金属材料（聚合物）性能符合MT113的规定要求。
井下大巷带式输送机电动机、制动器、液压自动拉紧装置等胶带机所有电器元部件和部件均为防爆型。液压站液力油采用阻燃介质。
每台胶带输送机设有KG—3009 型自动洒水灭火装置，水源取自井下消防洒水供水系统。
第三节 其它火灾的防治措施及装备
一、防止地面明火引发井下火灾的措施
（一）排矸场地选择在工业场地西侧约1.5公里的荒沟内，占地面积3.0ha。矸石排放场地远离进风井筒井口，不会对井下生产造成威胁。在矸石排放场，由汽车运来的矸石、炉渣等堆放采用分层堆放，堆放一层矸石，碾压实后，覆盖一层黄土，黄土厚度300mm，反复进行，不会发生矸石山自燃现象，最后覆盖一层600mm厚黄土，植树或覆盖其他植被，保护环境。
（二）地面坑木场距主斜井和副井井口较远，若坑木场发生火灾，不会波及到井下。 （三）筒仓从结构设计上底部均呈漏斗形状，坡角均大于55°，并增设铸石板及高分子材料，末煤仓设有空气炮，煤流能够畅通无阻，不会有“死角”煤在仓里停留。筒仓顶部开有一排排气孔 ，可使仓内原煤溢出的瓦斯很快排走，以防瓦斯积聚，发生爆炸。
（四）振动筛上设有除尘罩，以防止煤尘溢出积聚，遇到明火，引发爆炸。
二、防止雷电的措施
为防止雷电波侵入井下，由地面直接入井的轨道、设备机架及各种露天引入(出)的管路等，在井口附近将金属体做不少于2处的可靠接地，接地电阻不大于5欧姆，两接地极的距离大于20m。通信线路在入井处装设熔断器和防雷电装置。
三、防止地面明火引发井下火灾的措施
（一）临时排矸场地布置在风井场地与工业场地中央的一个山沟内，直线距离工业场地约0.8km的荒沟内，与工业场地隔山而望。排放到荒沟内的矸石，在沟口需设置拦矸坝，矸石逐层堆放，并分层覆土以达到覆土造田进行植被的目的，也避免了矸石的自燃。
（二）地面坑木加工房距副斜井约280m，距主斜井330m，距离较远，且坑木加工房布置在地势低洼处；在坑木加工房与井口房之间，靠近井口房处设置消防材料库及岩粉库，若坑木场发生火灾，不会波及到井下。
（三）消防材料库、岩粉库布置在副斜井井口附近。
第四节 井下消防洒水系统
本设计按照《煤矿安全规程》和相关标准规定，在井下建立完善的消防洒水系统。 一、井筒中必须装设自动报警灭火装置和敷设消防管路，井下消防管路系统应每隔100m设置支管和阀门，但在带式输送机巷道中应每隔50m设置支管和阀门。地面的消防水池必须经常保持不少于200m3的水量。如果消防用水同生产、生活用水同一水池，应有确保消防用水的措施。
二、在井下重点保护区域按《消防洒水设计规范》的要求设置防火栓。 主井井筒、运输大巷巷道内。 水泵房和变电所、消防材料库入口处。 采煤工作面运输顺槽、回风顺槽入口处。 掘进工作面进、回风入口处。
在井底车场、变电所水泵房入口存放水龙带，水枪与消防栓接口每个存放地点存放
2卷25m水龙带和50m软管。
第五节 井下防火构筑物
一、防火门
在采区变电所通道内设防火栅栏两用门二道。 在胶带机头变电所通道内设防火栅栏两用门二道。
防火栅栏两用门设置在距主巷道口5m通道处，硐室及通道均采用混凝土或锚喷支护，无可燃性材料。
二、采空区密闭
采煤工作面回采结束后，尽快在停采线附近的回采巷道内砌筑永久性密闭，最迟不得超过1个月，以便及时封闭采空区。另外，对于废弃的巷道和盲巷应及时密闭。永久闭构筑设计如下：
（一）永久闭位置
工作面永久闭施工在距前后两巷巷道口不大于6m处。 （二）永久闭规格
长×高×宽 5m×3m×0.5m （三）材料
砖、水泥、砂子、2寸管一根、4寸管二根 （四）施工措施
1.施工前检查施工地点前、后5m范围内的巷道的支护安全情况，砖闭必须选择在帮、顶比较坚固、完整的地点。
2.施工人员进入施工地点后，必须要先观察作业地点的顶、帮支护情况，严格执行“敲帮问顶”制度，确认无危险后方可施工。
3.砌砖闭时必须先行掏槽、清除淤泥，见硬帮、硬顶、硬底。掏槽深度不小于50cm。 4.砌筑砖闭时，竖缝要错开，横缝要水平排列整齐，砂浆要饱满，灰缝要均匀一致。 5.密闭封顶要与顶帮接实，不得留有空隙。
6.永久闭砌筑完毕后，要求墙面用水泥砂浆满抹，打光压实，墙面四周抹不少于0.1m的裙边。
7.按规定留设注浆孔、观测孔、反水孔，观测孔孔径为2寸，反水孔、注浆孔孔径为4寸。孔口外设阀门。
8.施工过程中的相关事宜严格按《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》中的规定严格执行。
9.高处施工时必须搭设作业平台，搭设作业平台时必须做到牢固可靠，防止意外事故的发生。
10.施工完毕后，并将剩余物料清理干净，保持清洁。
第六节 井上、下消防材料库
井下布置有消防材料库，按《矿井防灭火规范》及《矿井通风安全装备标准》贮存了足够的防灭火材料和工具，详见表6-1。 表6-1 井下消防材料库备用品表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 备品名称 φ100mm消火水龙带 φ75mm消火水龙带 φ52mm消火水龙带 φ52mm普通消火水枪 φ52mm喷雾消火水枪 φ110/75mm变径管节 φ75/52mm变径管节 φ110mm喷嘴 φ75mm喷嘴 φ52mm喷嘴 分流管 集流管 单位 m m m 支 支 个 个 个 个 个 个 个 数量 100 300 400 2 2 4 10 6 8 14 4 2 备注 序号 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 备品名称 消火阀门主栓 斜喷消火阀门 φ110mm垫圈 φ75mm垫圈 φ52mm垫圈 管钳子 救生绳 撬棍 木锯 平板锹 伸缩梯 10L泡沫灭火器 CO2灭火器 8kg干粉灭火器 1211灭火器（2L） 喷雾喷嘴 泡沫灭火器起泡药瓶 灭火岩粉 石棉毯 风筒布 水泥 石灰 φ150mm钢管 φ100mm钢管 φ75mm钢管 φ75mm胶管 φ52mm胶管 单位 个 个 套 套 套 把 根 根 把 把 副 个 个 个 个 个 个 kg 块 m t t m m m m m 数量 4 4 10 20 40 6 4 2 2 4 1 25 10 10 4 4 50 500 4 500 2 2 100 300 500 300 500 备注 每根长20m 序号 40 41 42 43 44 45 46 47 48 49 50 51 52 备品名称 φ50mm伸缩风筒 接管工具 φ15mm胶管 φ10mm胶管 安全带 绳梯 φ2mm镀锌钢丝绳 麻袋或塑料编织袋 砖 砂子 方木 木板 铁钉（2″、3″、4″） 单位 m 套 m m 条 副 m 条 m3 m3 m3 m3 kg 数量 150 1 200 200 5 2 200 500 10 2 2 5 20 备注
第七章 矿井火灾事故应急救援
为确保煤矿井下发生火灾事故后能够有效地防止事故扩大，迅速抢救受灾人员，最大限度地减少伤害和损失，矿方应立即开展救援。
第一节 火灾类型和危害程度分析
按热源可分为：内因火灾：指一些易燃物质在一定条件和环境下自身发生物理化学变化聚积热量而导致着火形成的火灾；外因火灾：指由于明火、爆破、电气、摩擦等外来热源造成的火灾。
由于外因火灾容易发现，早期的外因火灾较易扑灭，而内因火灾发火次数较多，且较隐蔽，故更具有危害性。
第二节 火灾事故信息报告程序
一、发生火灾事故后，事故地点及附近的人员在安全地点利用电话迅速将发生事故的地点、灾害性质、原因和火灾程度向矿调度室汇报，井下其它地点人员发现烟雾等异常情况后，也应及时汇报。
二、调度室值班员接到井下灾情汇报后，立即通知矿值班领导，并做好记录，值班领导接到通知后，立即到值班室并根据事故性质和受灾范围，决定是否通知救护大队，用电话通知灾区和受威胁区域人员，上述地区人员按《鑫顺煤矿灾害预防与处理计划》中的撤退方式及避灾路线进行撤退。
三、值班领导按《鑫顺煤矿灾害预防与处理计划》制定的通知程序，通知矿长、总工、各副矿长及有关科室负责人，同时上报县（市）安全生产监督管理局。
四、调度室迅速组织县（市）政府及有关部门成立救灾指挥部，筹建处主任和总工程师配合矿山救护队队长，制定营救遇难人员和处理事故的作战计划。
五、救灾指挥部应迅速查明并组织通知撤退灾区和受威胁区域的人员，积极组织矿山救护队抢救遇难人员，同时探明火区地点、范围和发火原因，并采取措施，防止火焰向有人员的巷道蔓延。
第三节 组织机构及职责
一、矿长是处理火灾事故的全权指挥者。事故发生后，矿长应立即组织人员制定营救人员和处理火灾事故的作战计划。
二、总工程师作为火灾事故处理时矿长的第一助手，应在技术上为矿长制定处理计划、营救方案提供支持。
三、副总工程师可根据救灾指挥部的命令负责抢救过程中某一方面的技术工作。 四、副矿长根据营救遇险人员和处理事故作战计划，负责组织为处理事故所必需的工人待命，及时调整救灾所必需的设备、材料，并由指定的副矿长严格控制入井人员，签发抢救事故用的入井特别许可证。
五、矿山救护队队长对矿山救护队的行动具体负责，全面指挥，领导矿山救护队和辅助救护队，根据营救遇险人员和处理事故作战计划所规定的任务，完成对灾区遇险人员的救援和事故处理。
六、矿通风区队负责人或驻矿安监处（站）处（站）长应对整个抢险救灾过程的安全及入井人员的控制等情况进行监督。
第四节 火灾事故现场封闭措施
一、根据询情、侦察情况确定警戒封闭区域；
二、医疗急救警戒区域划分为重危区、中危区、轻危区和安全区，并设置警戒标志，在安全区视现场具体情况设立隔离带；
三、合理设置出入口，严格控制人员进出。
四、确认火灾被彻底控制住以后，清点人员及器材，撤除警戒，安全撤离。
第五节 火灾事故现场惰化抑爆措施
一、冷却燃烧物及与其邻近的可燃物，重点应是受火势威胁的一面； 二、冷却要均匀、不间断；
三、启用喷淋、消火栓等固定或半固定消防设施；
四、用干砂土等围堵或导流，防止泄漏物向重要目标或危险源流散。
第六节 火灾避灾路线
一、当井下发生瓦斯爆炸、火灾时，要首先佩戴好自救器。位于灾害进风侧的人员，沿迎风方向组织撤离，选最短路线，迅速撤到地面。位于灾害回风侧的人员，选择最近的贯眼，进入进风侧，迎风撤离。
工作面→运输顺槽→胶带、轨道大巷→主斜井（副斜井）→地面。
二、如地面风机反风，应选择相应避灾路线。当井底车场发生事故时，可以进行全矿井反风。
工作面→回风顺槽→回风大巷→回风立井→地面。
三、当井下发生水灾时，要先选择标高相对高的巷道，尽快撤至地面。如水已将退路封闭，应撤至上山头，保存体力，等待救援，并设法与地面联系。
四、井下发生冒顶事故时，要及时加强冒顶区的支护，确保救护人员的安全，全力营救被岩石掩埋的人员。
第七节 火区的封闭与观测
火区封闭时，应合理地确定主要进、回风巷的封闭顺序，常见的有如下几种方法： 一、先进后回，即先封闭进风巷，后封闭回风巷。采用这种封闭方法能迅速减少火区的供氧，减弱火势，但由于火区缺风，易引起瓦斯积聚，甚至瓦斯爆炸。
二、先回后进，即先封闭回风巷，后封闭进风巷。这种封闭方法人员位于回风侧，封闭人员易中毒，作业难度较大，另外，也会引发瓦斯爆炸事故，一旦出现突发事故，人员不便撤走，所以一般不采用此封闭顺序。
三、进、回风同时封闭，即进风巷和回风巷两边同时构筑密闭墙。此方法封闭时间短，能很快封闭火区，切断供氧，火区内瓦斯不易达到爆炸浓度，所以此种封闭顺序是首选的方法。
不管采用以上哪种封闭顺序，都须坚持“密、少、快、小”的封闭原则，在有瓦斯爆炸危险的矿井，封闭之前还必须制定防止瓦斯爆炸的安全技术措施。另外，在构筑密闭墙时，必须留设放水孔、观察孔和控风孔，以方便火区的管理。
第八节 火源位置探测与灭火方法
一、火源位置探测
当火灾初期火势不大时，在不妨碍人呼吸的条件下，可逆风流方向，根据火灾气体的气味或轻烟流动方向去寻找火源。
当火灾持续一段时间，火势较大时，产生的火灾气体已经达到一定浓度，对人有害或空气温度较高时，应从新鲜风流进入寻找火源。
当火势很大，产生的火风压较大，已经发生风流逆转，火烟已经弥漫时，应从风流逆转的火烟流向，确定和寻找火源位置。此时人员一定要格外小心，寻找合适的方向、路线进入，并靠近火源点，避免被高温气体灼伤，避免气体中毒。
二、灭火方法
矿井灭火方法可分为直接灭火法、隔绝灭火法和综合灭火法。
直接灭火法就是利用现场的材料、设备、设施，在火源附近直接扑灭火灾或挖出火源的方法，主要包括用水灭火、用砂子或岩粉灭火、干粉灭火、泡沫灭火、燃油惰气灭火、挖出火源等。
隔绝灭火法就是在直接灭火无效或无法接近火源时采用的灭火方法，即建造密闭墙切断通向火区的空气，使火区中的氧含量逐渐下降，二氧化碳及一氧化碳含量增高，使火自行熄灭的一种方法。
综合灭火法是指在现场灭火过程中，直接灭火无效时采用隔绝灭火，但隔绝封闭火区达不到及时灭火的目的，进而采用直接灭火和隔绝灭火综合运用。首先用密闭墙封闭火区，火区密闭后可采用注浆灭火、均压灭火、注入惰性气体灭火等方法加快灭火速度。
第九节 火区启封原则
启封火区是一项十分危险的工作，在启封过程中出现复燃的情况也很多，甚至还有出现爆炸造成人员伤亡的，因此，启封火区必须十分谨慎。
《煤矿安全规程》第248条规定：封闭的火区，只有经取样化验证实火已熄灭后，方可启封或注销。
火区必须同时具备下列条件时，方可逐步启封：
一、内的空气温度下降到30℃以下，或与火灾发生前该区的日常空气温度相同； 二、火区内空气中的氧气浓度降到5.0%以下；
三、火区内空气中不含有乙烯、乙炔，一氧化碳在封闭期间内逐渐下降，并稳定在0.001%以下；
四、火区的出水温度低于25℃，或与火区发生前该区的日常出水温度相同； 五、上述4项指标持续稳定的时间在1个月以上。
第八章 劳动定员与概算
一、劳动定员及劳动生产率
矿井设计生产能力1.80Mt／a，全员效率9t／工，年工作日按330d计算，井下每天三班生产，一班检修，地面每天两班生产，一班检修。根据排岗并结合《煤炭工业矿井设计规范》，计算矿井在籍人数为1080人。矿井劳动定员配备表见表8-1。
表8-1 矿井劳动定员配备表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 项 目 矿井通风、气体、粉尘检测 矿井防尘、防爆、隔爆工程设施操作、维矿井安全装备和仪器仪表专职保管、维护矿井安全监测监控系统巡视、维护 井上、下消防材料库材料、器材发放、保矿井防灾工程 井下防灭火工程 矿井急救站专职医护人员 合 计 人 员 配 置 (人) 6 8 6 10 6 8 6 6 56 备注
二、项目总投资
本项目建设总造价为116017.12万元，吨煤投资为644.54元。项目建设总资金为117867.12万元，其中：井巷工程投资为23186.23万元；土建工程投资为20625.74万元；设备及工器具购置投资为23608.90万元；安装工程投资为8855.87万元；工程建设其他费用投资为15324.15万元；基本预备费投资为9160.09万元；瓦斯抽放系统投资为11247.18万元；建设期贷款利息为4008.97万元；铺底流动资金为1850.00万元。
三、主要技术经济指标
主要技术经济指标详见表8-2。
表8-2 矿井资源整合设计主要技术经济指标表 序号 1 1.1 1.2 1.3 2 2.1 2.2 2.4 3 3.1 3.2 3.3 3.4 4 4.1 5 5.1 5.2 指标名称 单 位 — km km km2 — 层 m (°) — Mt Mt Mt Mt — — — % % 指 标 — 3.33 3.03 5.3563 — 2(4、15号煤层) 5.93 7～12 — 36.69 34.97 32.96 25.84 — PS /PM — 23.94/7.67 13.09/8.60 0.55/0.58 0.82/0.58 17.02/13.92 15.78/12.97 30.74/33.77 备注 井田范围 走向长度 倾斜长度 井田面积 煤层 可采煤层数 可采煤层总厚度 煤层倾角 资源/储量 保有能利用资源/储量 工业资源/储量 设计资源/储量 设计可采储量 煤类 4号煤层/15号煤层 煤质(4号煤层/15号煤层) 灰分(原煤/精煤) 硫分(原煤/精煤) 5.3 5.4 挥发分(原煤/精煤) 发热量(原煤/精煤) % MJ/kg 表8-2 矿井资源整合设计主要技术经济指标表 序号 指标名称 单 位 29.97/32.79 6 6.1 6.2 7 7.1 7.2 8 8.1 8.2 9 9.1 9.2 9.3 9.4 9.5 10 10.1 10.2 10.3 10.4 10.4.矿井设计生产能力 年生产能力 日生产能力 矿井服务年限 设计生产年限 其中：4号煤层/15号煤层 矿井设计工作制度 年工作天数 日工作班数 井田开拓 开拓方式 水平数目 第一/二水平标高 大巷主运输方式 大巷辅助运输方式 采区 回采工作面个数 掘进工作面个数 采煤方法： 主要采煤设备 采煤机 — Mt/a t/d — a a — d 班 — — 个 m — — — 个 个 — — 型号/台 — 1.80 5454 — 10.25 指 标 备注 12.35/9.84 — 330 4 — 斜井开拓 2 +1180m/+1050m 带宽1.2m带式输送机 采用无极绳连续牵引车牵引1.0t系列矿车 — 2 5(综掘3个、普掘2个) 4号长壁综采/15号长壁综采放顶煤 MG132/315-WD型/ 表8-2 矿井资源整合设计主要技术经济指标表 序号 1 10.4.2 10.4.3 11 11.1 11.2 支架 型号/架 指标名称 单 位 指 标 MGTY250/600-1.1D ZYB4000-8.5/18型/110架ZFS6000/17/33/110架 备注 输送机 矿井主要设备 主井提升设备(带式输送机) 副井提升设备 通风设备 回风立SGD-630/150型/1、SGB-764/400型型号/台 /2 — B=1.2m，Q=450t/h，N=220kW大倾角带式型号/台 输送机/1 型号/台 JK－2.5×2.0/31.5，355kW 11.3 井 11.4 11.5 12 12.1 13 主排水设备 压风设备 地面运输 场外公路长度 建设用地 型号/台 MAF2550/1450—1B/2，1400KW 型号/台 型号/台 — Km — ha ha ha 6.3 ha 3.00 — m3 — 189447.5 MD155-30×6型/3 132kW GA-250A螺杆式空压机/2 — 4.2 — 21.7 13.1 用地总面积 13.1.1 13.1.2 13.1.3 14 14.1 地 地面建筑 工业建(构)筑物总体积 其中：工业场地 15.4 场外公路 矿井矸石堆放场 表8-2 矿井资源整合设计主要技术经济指标表 序号 14.2 15 15.1 15.1.1 15.1.2 15.2 原煤生产率 16 16.1 16.1.1 16.1.2 16.1.3 16.1.4 16.1.5 16.1.6 16.1.7 16.1.置 安装工程 项目投资 建设项目总资金 其中：井巷工程 其中：生产员工 953 指标名称 行政公共建筑物总面积 人员配置 在籍员工总人数 单 位 m2 — 人 指 标 29838 — 1080 备注 原煤人员 t/工 — 万元 898 9 — 111970.87 万元 21202.45 土建工程 设备及工器具购万元 19220.18 万元 23127.29 万元 8960.40 其他费用 万元 12099.39 基本预备费 万元 5922.68 瓦斯抽放系统 建设期贷款利息 万元 万元 12986.37 3574.55 表8-2 矿井资源整合设计主要技术经济指标表 序号 8 16.1.9 16.1.10 16.1.11 16.1.12 17 17.1.1 17.1.2 18 18.1 18.1 18.2 18.3 18.4 18.5 18.6 建设期采矿权价 指标名称 单 位 指 标 备注 万元 2986.55 铺地流动资金 万元 1891.00 吨煤投资 元/t 611.55 原煤生产成本 项目建设期 建设工期 元/t — 207.80 a 25 项目投产至达产的时间 财务评价主要指标 财务内部收益率 财务净现值(ic) 投资回收期 投资利润率 投资利税率 贷款偿还期 盈亏平衡点 a — % 万元 a % % a % 2.0 — 21.54 89211 6.39 22.64 30.88 5.66 43.55 税后 税后 税后 附件
一、自燃倾向性鉴定报告
二、矿井初步设计批复 三、矿井安全专篇批复 四、采矿许可证 五、安全生产许可证
附图
一、束管监测系统布置图 二、灌（注）浆防灭火系统布置图 三、安全监测传感器布置图 四、井下消防洒水系统布置图 五、井下避灾路线图
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