XXX煤矿综合防灭火专项设计（修改）

矿井防灭火专项设计

新泰市汶河矿业有限公司

2017年4月20日

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目录

第一章矿井概况 ................................................................................................ 3 第一节矿井基本概括 ....................................................................... 3 第二节 矿井自然概况 ..................................................................... 4 第三节地质概述 ............................................................................... 7 第五节 矿井通风 ...........................................................................25 第二章矿井火灾危险性分析 ........................................................................... 28 第一节井下外因火灾防治 ..............................................................28 第二节井下内因火灾防治 ..............................................................30 第三节矿井火灾的行动原则 ..........................................................33 第三章煤层自然发火预测预报指标体系 ........................................................ 34 第一节 煤的自燃机理及自燃分析预测 ........................................34 第二节 开采煤层自燃预测 ............................................................39 第四章井下自然发火检测系统 ....................................................................... 43 第一节 煤层自燃监测方面的措施 .................................................43 第二节 其他监测措施 ................................................................... 44 第五章煤矿防灭火系统 ................................................................................... 45 第一节 喷洒阻化剂灭火 ...............................................................45 第六章工作面重点区域防灭火技术方案 ........................................................ 57 第一节工作面安装期间防灭火技术方案 ....................................... 57 第二节工作面采空区、进回风巷道防灭火技术方案 ...................61 第三节工作面过断层时推采慢、留遗煤防灭火技术方案 ............ 62 第四节工作面回撤期间防灭火技术方案 .......................................63 第七章 外因火灾防治措施及装备 ............................................................... 65 第一节井下机电硐室防火措施 ......................................................65

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第二节井下电气设备的防火措施 ...................................................66 第三节井下电气设备的各种保护 ................................................... 67 第四节井下电气设备的检查、维护、修理和调整 .......................68 第五节 胶带运输机着火的防治措施 .............................................69 第六节 其它火灾的防治措施及装备 ............................................ 70 第八章 井下消防洒水系统 ........................................................................... 72 第一节 井下消防给水系统 ............................................................ 72 第二节 井下洒水系统 ....................................................................73 第九章防火构筑物及井上、下消防器材库 .................................................... 74 第一节防火构筑物 .......................................................................... 74 第二节井上、下消防器材库 .......................................................... 76 第十章井下火区管理 ...................................................................................... 79 第十一章防灭火管理制度 ............................................................................... 79 第一节一般规定 ..............................................................................79 第二节矿井防灭火基础管理 ..........................................................82 第三节矿井防灭火管理 ..................................................................83 第四节采煤工作面防灭火管理 ......................................................84 第五节掘进工作面防灭火管理 ......................................................86 第六节采空区密闭防灭火管理 ......................................................86 第十二章 井下火灾事故应急预案 .................................................................. 88 第一节 事故应急救援组织及职责 .................................................88 第二节 井下火灾事故应急救援预案 .............................................90

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第一章矿井概况

第一节矿井基本概括

1）地理位置及交通情况

新泰市汶河矿业有限公司（以下简称汶河煤矿）隶属于山东省新泰市为国有企业，汶河煤矿位于山东省新泰市新汶办事处境内，井田位于新汶煤田中部，矿井西以F1断层、北以F10-3断层为界，与山东良庄矿业有限公司为邻，东以F2断层为界，与新汶矿业集团有限责任公司孙村煤矿为邻，南部(浅部)2煤层、4煤层以-110m，6煤层以-200m，11煤层以-195m，13煤层、15煤层以±0m水平底板等高线为界，与山东良庄矿业有限公司为邻。井口坐标为X=3973039，Y=20560778.121，Z=173.938。

2）企业性质及隶属关系

矿井隶属于山东省新泰市，为国有企业。 3）矿井概述

矿井始建于1982年，设计年产量9万t，1985年正式投产，1992年至1996年改扩建，改扩建后生产能力为15万t/a， 2014年矿井经过机械化改造后，核定生产能力为35万t/a。截止到2015年底，矿井保有资源量1227.2万吨，其中可采储量509.4万吨。

地面通风机房安装两台主要通风机，型号均为FBDCZ-6-№18 B轴流式通风机，配用电机均为2×90kW，转速为980r/min。

通风方式为中央并列式通风，主、副斜井进风，立井回风。2016年09月进行通风能力核定时矿井总需风量为2627m3/min，总进风量2952m3/min，矿井总回风量3055m3/min，总排风量3120m3/min，矿井负压（通风机房水柱计示数）1400Pa，矿井等积孔1.65m2，有效风量2614m3/min，有效风量率88.6%。

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第二节 矿井自然概况

（一）地形、地貌

汶河煤矿属于新汶矿区，该矿区位于莲花山和蒙山之间新汶煤田位于莲花山和蒙山之间，属半丘陵地貌区。区内丘陵、冲沟呈东西走向相间排列，地形总体为东高西低，南、北高而中央低，从山间河谷(小汶河)向南北两侧可依次分为三个明显的河谷阶地。

汶河煤田地表绝大部分被第四系冲积层及耕植土所覆盖，仅在冲沟处可见第三系管庄组(俗称红层)出露地表，地面标高+165至+200m

（二）水系

汶河煤田汶河井田位于新汶煤田中部，区内冲沟比较发育，地表迳流泄水条件好，均汇流进入小汶河，小汶河构成了本区主要地表水系。小汶河自东而西流经井田浅部，河床宽300～600m，与地层走向大体一致。两岸为古河床所沉积的平均宽约1500m的含水砂砾层。以不整合关系直接覆盖于煤系地层露头之上，成为煤系含水层的主要补给水源。小汶河6至10月份一般流量0.5～48m3/s，枯水季节流量0～2.5m3/s。

1957年7月19日曾发生过特大洪水，最高洪水位+165～+169m，水力坡度0.00129，水深2～3m，流速1.703m/s，流量2810m3/s。近三十年来，由于农灌，在其上游的各支流建拦河水库，对小汶河流量有很大程度的控制，故在区内形成季节性的间歇河流。仅雨季有水，春冬干枯。此外，地表无大的积水区。因此，一般情况地表水不会有溃入矿井的危险。

（三）气候

该区为季风型大陆性气候，年平均气温12.6℃。冬季寒冷、干燥，夏季炎热、潮湿。一月份最低，平均为-3.3℃，历年最低为-21.6℃(1957年1月27

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日)，七月最高，平均26℃，历年最高为42.5℃(1955年8月11日)；结冰期11月至次年3月，冻土深度0.4至0.8m。根据新泰气象站多年统计资料，历年平均降水量为529.6mm，最大降水量为1395.4mm(1964年)，最小降水量为450.9mm(1968年)，历年一日最大降水量为222.5mm(1983年8月31日)。年降水量68%集中在6月下旬至9月，尤其是7月，仅一个月就占全年降水量的38%。春季占全年降水量的13%，积雪一般在每年11月至来年1月，冬季仅占全年降水量的4%。蒸发量：历年平均年蒸发量为1213.00～1378.64mm，为降水量的2.48倍左右。

（四）地震

根据GB18306-2001《中国地震动参数区划图》，该区所属地震动峰值加速度分区为0.10g。该区属地震烈度Ⅶ度区。

（五）周边矿井分布

汶河煤矿周边共有煤矿二个，分别是良庄煤矿和孙村煤矿，矿井相对位置示意图如图2-1所示，其开采情况如下：示意图

图2-1 矿井相对位置

1、良庄煤矿

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良庄煤矿1954年由上海煤矿设计院设计，(55)燃设煤字第144号文批准，并于同年9月25日破土动工。开采上限+120m，设计能力30万t/a，设计服务年限40年，经2年零9个月基建施工，(57)煤济基字第70号文批准于57年7月1日正式投产，62年核定能力45万t/a。矿井东以F1断层、北以F10-3断层、南部(浅部)2煤层、4煤层以-110m，6煤层以-200m，11煤层以-195m，13煤层、15煤层以±0m水平底板等高线为界，与汶河矿为邻。

76年由新汶矿务局设计处设计的《良庄煤矿改扩建初步设计》被煤炭部(78)煤生字第289号文批准。同年矿井开始进行改扩建工程，83年6月30日竣工，形成年产120万t的生产能力及其相应的原煤入洗能力。

-580水平延深工程初步设计1994年由矿务局设计室完成，批复文号为(95)新局设管便字90号。矿井为斜井开拓，走向长壁式采煤法，高档普采，13煤层为炮采。

矿井分四个水平，±0水平、-195水平已报废。目前开采水平为-350水平、-580水平，目前开采煤层为2、4、11、13煤层。2002年核定能力120万t/a，2003年实际产量130万t。1957年投产时，有1000万t储量压在小汶河床所沉积的含水流砂层下，故采用水砂充填法管理顶板，1975年采煤工作面开始试用冒落法管理顶板，1978年全部由充填法改为冒落法管理。

2、孙村煤矿

孙村煤矿设计生产能力为60万t/a。经过技术改造，生产能力己提高到120万t/a。斜井多水平阶段石门分组联系开拓方式，走向长壁法采煤。第一生产水平(-75m)、第二生产水平(-210m)、第三生产水平(-400m)已全部回采完毕、现主采第四生产水平(-600m)和第五生生产水平(-800m)，主采煤层共六层，

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即2煤层、4煤层、6煤层、11煤层、13煤层、15煤层。西以F2断层为界，与汶河煤矿为邻。。

（六）井田境界

井田位于新汶煤田中部，山东省新泰市新汶办事处境内。井口坐标：X=3973039.017、Y=20560778.121、Z=173.938，井田面积为2.0503km2。

根据山东省国土资源厅2008年9月颁发的采矿许可证（证号：C3700002008091120000883），矿区范围由14个拐点坐标圈定，矿井批准开采2、4、6、11、13、15层煤，开采上限标高0m，下限标高-650m。拐点坐标见表1-1-1。

表1-1-1井田范围拐点坐标表

编号 1 2 3 4 5 6 7 X坐标 3974235.00 3974278.00 3974562.00 3974655.00 3974919.00 3974105.00 3973290.00 Y坐标 20563245.00 20563279.00 20563091.00 20563023.00 20562264.00 20561465.00 20560753.00 编号 8 9 10 11 12 13 14 X坐标 3973166.00 3972570.00 3972830.00 3973393.00 3973899.00 3974180.00 3974257.00 Y坐标 20560434.00 20560818.00 20561149.00 20561802.00 20562178.00 20562500.00 20562921.00

第三节地质概述

一、地质特征 （一）地层

煤系地层基底为奥陶系石灰岩，属华北型含煤地层，由本溪组、太原组、山西组、石盒子组构成，上覆地层为第三系、第四系，汶河煤矿地层综合柱状图见图3-1。现从老到新简述如下：

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1、奥陶系(下统和中统O1+2)：厚800余米。下部为白云质厚层状石灰岩，含燧石条带及结核，以上由灰至深灰色中厚层纯石灰岩、白云岩组成。下统厚度约150～250m，上部为含隧石结核或隧石条带白云质灰岩。中统厚度约400～600m，包括上、中、下三段，岩性主要是石灰岩和泥灰岩。

2、中石炭统本溪组(C2)：厚28.74～65.22m，平均45.58m。以假整合沉积在中奥陶之上，上界至本溪组徐家庄石灰岩之上的粉砂岩。本组主要有粘土岩、石灰岩及粉砂岩组成，砂岩较少，可见沼泽相和泥炭沼泽相，但不稳定，岩相以海相为主，偶而含一层薄煤(18煤层)。

底部为铁质岩(山西式铁矿)，紫色粘土岩(G层铝土)，上部为杂色粘土岩夹两层石灰岩(徐家庄石灰岩和草埠沟石灰岩)和深灰色粉砂岩。在两层石灰岩中含海百合茎、腕足类动物化石。两层石灰岩有时合为一层。

3、上石炭太原组(C3)：厚148.33～160.02m，平均153.13m。与下伏地层整合接触，下界为本溪组徐灰之上的粉砂岩底板，上界至第5煤层顶部灰色中、细砂岩。海陆交互相沉积，旋迥结构和粒度韵律明显，在旋迥中岩相较齐全，以海退、海进相序交替组合出现。岩性以深灰色粉砂岩、泥岩和砂岩为主(泥岩和砂岩在过渡时常交互呈层)，夹有石灰岩和少量的粘土岩，石灰岩有四层(一、二、三、四层石灰岩)，一灰、四灰全区稳定，二灰在井田内局部发育，三灰在井田内不发育已相变为粉砂岩，粘土岩多以团块状根土岩出现在煤层底板，粉砂岩顶板中可见到苛达树、轮叶、楔叶木化石。共含13层煤层(5～17煤层)，主要可采4层煤层(6、11、13、15煤层)。

4、下二迭山西组(P1)：厚95.82～99.43m，平均98.05m。与下伏地层整合接触，下界为5煤层顶部灰色中、细砂岩底板，上至第一层煤上部一层灰白色粗、中粒长石、石英砂岩底板。陆相沉积，主要有浅灰、灰白、深灰色

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砂岩、灰黑色粉砂岩、粘土岩及煤组成，岩相由河床相、湖泊相、沼泽相及泥炭沼泽相组成，其顶部多出现厚层灰白色胶结致密的长石、石英砂岩，可作为辅助标志层，粉砂岩中含植物叶化石苛达树、羊齿类植物化石。共含4层煤层(1～4煤层)，主要可采2层煤层(2、4煤层)。

5、上二迭统石盒子组(P2)：残厚0－62.25m，平均46.62m。与下伏地层整合接触，下界为第一层煤上部一层灰白色粗、中粒长石、石英砂岩底板，上至第三系官庄组底部石英砾岩。中、上部为灰、灰白色粗、细粒长石、石英砂岩，底部为浅灰、灰白色粗、细粒长石、石英砂岩。A层铝土岩位于本组中部，但由于剥蚀作用，在本井田范围内钻孔揭露之残留厚度已达不到新汶矿区煤2至A层铝土岩的正常段距。

6、第三系官庄组(R)：厚0.00～612.75m，平均302.67m。与下伏地层不整合接触，主要岩性为砖红色砂岩、细砂岩、粉砂岩所组成的红色地层，上部多夹石灰质砾石层，砾石磨园、分选均较差，底部多为石英质砾石岩。

7、第四系(Q)：厚0.00～10.62m，平均3.66m。以不整合覆于下伏地层之上，主要为未胶结的冲积、坡积次生黄土。

二、井田地质构造 (一)井田构造形态

井田位于新汶煤田中部，新汶向斜南翼。总体构造形态为一单斜构造，地层走向130～145°、倾向40～55°，倾角12°～17°。煤系地层被第四系松散沉积物和第三系红层所覆盖，钻探及矿井生产巷道揭露资料都表明，井田内小型断裂构造十分发育，但未见岩浆岩侵入体，井田地质构造属中等类型。

图3-2 矿井区域构造纲要图

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根据矿井实际揭露资料，断层特点可归纳为下列几点： 1、断层的性质多为正断层，逆断层少见。

2、矿井内断层以北东向和北西向断层为主，正交或大角度斜切走向。 3、井下所揭露大小断层倾角大都在60°～70°之间。 4、小断层明显受大断层控制，因而分布也有明显的不均匀性。 5、主干断层多有些伴生分岔的次一级断层，断层落差由浅至深逐渐有减小趋势。

(二)井田边界断层

根据井田开采揭露及钻孔揭露资料，将主要边界断层构造分述如下： 1、F1断层

正断层，中段为汶河煤矿和良庄煤矿的边界断层，浅部及深部均伸入良庄煤矿内部，深部被F10-1断层所截。在±0m标高以上已有良庄煤矿11煤层及15煤层东大巷揭露，在-195m水平被良庄煤矿13煤层东大巷穿过，-350m水平被良庄煤矿6煤层东大巷穿过。。断层走向42～45°，倾向132～135°，倾角在60°左右，落差25～120m，由浅而深，其落差逐渐变小，本断层之性质、产状、落差均已查明。归属新汶煤田北东向断层组。

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2、F2断层

正断层，深部段为汶河煤矿和孙村煤矿的边界断层，浅部为良庄煤矿和孙村煤矿的边界断层，深部被F10-1断层所截。浅部段良庄煤矿一侧(下盘)，其上组煤和11煤层的采空区已沿该断层一线分布，四层东下二平巷揭露其断层面及对盘之红层。断层走向44～45°，倾向134～135°，倾角在70°左右，落差170～250m，由浅而深，其落差逐渐变小。本断层之性质、产状、落差均已查明。归属新汶煤田北东向断层组。

3、F10-3断层

正断层，位于F10断层组最深部，为良庄煤矿与汶河煤矿深部边界断层，汶河煤矿位于断层上盘，自东而西在第2勘探线以东交于F10-2断层。走向290°，倾向S70°W，倾角70°，落差18～30m，自东而西减少。性质、产状、落差已查明。

(三)井田内主要断层 1、F1-1断层

正断层，是井田西部边界F1正断层的上盘分支断层。断层延伸长约1000m，控制可靠，走向60°，倾向南东，倾角65～70°，落差中部约在60m左右，两端小，深部尖灭于良庄煤矿2412工作面。其性质、产状、落差均已查明，属新汶煤田北东断层组。

2、Fw1断层

正断层，位于井田西部，F1-1正断层的上盘。断层延伸长约1000～1400m，控制可靠，走向60°，倾向南东，倾角60～70°，落差0～25m，中深部与Fw2断层相交，深部交于F10-1断层，其性质、产状、落差均已查明，属新汶煤田北东向断层组。

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3、Fw-2断层

正断层，位于井田深部，向浅部延伸至标高-300m以上时，以一组小断层的形式分布于Fw1和Fw3断层之间，深部断层落差加大，交于Fw1断层。断层延伸长约700～900m(不含-300m以上分散段)，控制较可靠，走向40°，倾向南东，倾角60～70°，落差0.0～70m，其性质、产状落差基本查明，属新汶煤田北东向断层组。

4、Fw-3断层

正断层，位于井田东部，其控制程度如下：浅部2煤层的-120、158m平巷穿过断层、-200m平巷揭露断层；4煤层的-195、-200、-218m回采平巷穿过该断层。后组11、13煤层-360水平以上各采面平巷均穿过该断层。

延伸长约1000～1400m，控制可靠，走向60°，倾向南东，倾角60～70°，落差10～35m，其性质、产状、落差均已查明，属新汶煤田北东向断层组。

5、F10-1断层

正断层，为汶河煤矿深部走向断层，向西、向东分别伸入良庄煤矿和孙村煤矿。向西伸入良庄煤矿的F10-1断层段控制可靠，走向305°，倾向西南，倾角60～70°，落差由东而西的变化规律是小～大～小(60～100～60m)。其性质、产状、落差均已查明。

本断层之性质、产状、落差均已查明。归属新汶煤田北西向断层组。 6、F10-2断层

正断层，位于F10-1断层以深大致平行F10-1断层延展，

走向305°，倾向南西，倾角45°～70°，落差50～85～55m，第4勘探线附近落差最大，性质、产状、落差已查明。

(四)井田内小断层

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井田内小断层十分发育，以走向北东东的断层为主导，各煤层小断层累计延伸长度及每万平方米小断层延伸长度数据详见表3-1。

表3-1 汶河煤矿各煤层小断层发育程度参数统计表 煤层编号 小断层累计长度(m) 每万平方米平均长度(m) 2 5490 224 4 5514 226 6 11 4590 227 13 8120 212 （五）岩浆岩及岩溶陷落柱

本井田范围内未见岩浆侵入活动。未发现陷落柱及其它特殊类型的构造现象。目前汶河煤田尚未揭露岩溶陷落柱，但在今后的开拓开采过程中仍应加强对岩溶陷落柱的探测工作。

二、煤层、顶底板、煤质及工业用途

汶河煤矿的含煤地层为石炭、二迭纪海陆交互相煤系地层，煤系盖层为第四系冲积、坡积次生性黄土和第三系红层(管庄组)，煤系假整合于中奥陶系石灰岩基底之上，总厚度为296.76m，共含煤18层(1～18煤层)，含煤总厚度13.11m左右，含煤系数为4.42%。主要可采煤层有6层(2、4、6、11、13、15)，可采总厚度8.05m左右。

山西组平均厚度98.05m，共含4层煤(1～4煤层)，其主要可采煤层为2、4煤层，平均可采总厚度3.12m；太原组平均厚度153.13m，共含13层煤(5～17煤层)，其主要可采煤层为6煤层、11煤层、13煤层、15煤层，平均可采总厚4.93m。各可采煤层层位，煤质稳定，现将各可采煤层自上而下分述如下：

1、2煤层：位于山西组中上部，下与4煤层间距11.23～20.67m，平均17.4m。煤厚0.77～2.63m，平均1.53m。顶板由浅部的粗砂岩向深部依次相变为中砂岩。-375m煤层底板等高线以上部分已全部回采完毕，-375～-410m(4212工作面)正组织回采，煤层结构简单，在动用区，-410等高线以上

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在煤层中部均可见一层厚度在0.01～0.06m的泥岩夹石一层。全区可采，可采性指数(Km)为1.0，煤厚变异系数(γ)为25.5%，煤层较稳定。

2、4煤层：位于山西组中下部，上与煤2间距11.23～20.67m，平均间距17.40m，下与6煤层间距28.37～37.52m，平均34.57m，煤层厚度0.55～1.95m，平均1.59m，顶板由南部的粗砂岩向北部依次相变为细砂岩。-380m煤层底板等高线以上部分已全部回采完毕。煤层结构简单，全区可采，可采性指数(Km)为1.0，煤厚变异系数(γ)为23.04%，煤层稳定。

3、6煤层：位于太原组上部，上与4煤层间距28.37～37.52m，平均间距34.57m，下距一灰5.65～9.00m，平均6.95m，煤厚0.50～0.94m，平均0.72m，其顶板在第一剖面线附近以砂岩互层方式出现，向两侧依次相变为细砂岩、中砂岩。-440m煤层底板等高线以上部分已回采完毕。煤层结构简单，钻孔及回采工作面均未见有煤层夹石层。煤层大部分可采，可采性指数(Km)为0.78，煤厚变异系数(γ)为20.02%，属不稳定煤层。

4、11煤层：位于太原组的中部，下距四灰33.71～39.26m，平均间距36.41m，上距一灰61.88～75.39m，平均69.96m。煤厚1.52～2.05m，平均1.85m，顶板一般由粉砂岩组成，局部出现粉砂岩与泥岩互层；普遍发育一层厚度约在0.15m左右的伪底，为可塑性粘土岩，俗称“狗皮泥”，具极强的吸水性，遇水变软，黑褐色与11煤层相近。-430m煤层底板等高线以上部分已回采完毕，煤层结构复杂，在煤层中上部及中下部含有1～2层粘土岩夹矸层，当仅含一层夹矸时，此夹矸多位于煤层中上部。全区可采，可采性指数(Km)为1，煤厚变异系数(γ)为20.4%，属稳定煤层。

5、13煤层：位于太原组下部，上与11煤层间距38.44～47.84m，平均42.86m，下与15煤层间距10.99～13.48m，平均12.54m，煤厚0.63～1.50m，

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平均1.19m，四灰构成本煤层之直接顶板。-360m煤层底板等高线以上部分已回采完毕。煤层结构复杂，在钻孔及动用区的13煤层中上部可见一层厚度在0.30～0.50m左右的泥岩或粉砂岩夹石一层。基本全区可采，可采性指数(Km)为0.89，煤厚变异系数(γ)为22.50%，属较稳定煤层。

6、15煤层：位于太原组底部，上与13煤层间距10.99～13.48m，平均12.54m，下距徐灰27.20(711孔)，煤层厚度0.43～1.46m，平均1.17m。一般由泥灰岩构成本煤层之直接顶板(仅711号钻孔为泥岩顶板)。-330m煤层底板等高线以上部分已回采完毕。-330～-360m(31512工作面)正组织回采。煤层结构简单，在动用区及绝大部分钻孔中，于煤层中部可见一层厚度在0.20～0.50m左右的泥岩或粉砂岩夹石一层。基本全区可采，可采性指数(Km)为0.88，煤厚变异系数(γ)为32.27%，属较稳定煤层。（三）煤质及工业用途

根据1986年颁发的《中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）》规定，上组煤（2、4、6煤层）为气煤，下组煤（11、13、15、16煤层）为气肥煤。

2煤为低硫、低中灰、低磷、高熔灰分、易选、高热值气煤；4煤为低硫、低中灰、低磷、难熔灰份、易选、高热值气煤；6煤为中高硫、低中灰、特低磷、低熔灰份、极易选、高热值气煤；11煤为中高硫、中灰分、低磷、极易选、高热值肥煤；13煤为高硫分、中灰分、特低磷、极易选、高热值肥煤；15煤为高硫分、中灰分、特低磷、极易选、高热值肥煤；16煤为高硫分、中灰分、特低磷、中等可选、高热值肥煤。

各可采煤层浮煤平均胶质层最大厚度为14.0～35.3mm，具有很好的粘结性，可作为较好的炼焦配煤。煤类为低、中变质阶段的气煤和气肥煤，鉴于各煤层发热量高等特点，亦可以用作发电等动力用煤。

汶河煤矿各可采、局部可采煤层特征如表3-2所示，汶河煤矿各煤层稳定

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性评价结论如表3-3所示。

表3-2 汶河煤矿各可采、局部可采煤层特征一览表 煤 采用厚度(m)最小～煤层间距(m)最小～最层 最大平均 大平均 2 4 6 11 13 15 0.77～2.63/1.53 0.55～1.95/1.59 0.50～0.94/0.72 1.52～2.05/1.85 0.63～1.50/1.19 0.43～1.46/1.17 69.56～97.55/82.22 33.71～39.26/36.41 10.99～13.48/12.54 11.23～20.67/17.40 28.37～37.52/34.57 结构 简单 简单 简单 复杂 复杂 简单 煤层顶板岩性 煤层底板岩性 中砂岩 细砂岩 细砂岩 粉砂岩 石灰岩 泥灰岩 粉砂岩 粉砂岩 细砂岩 粉砂岩 细砂岩 粉砂岩 备注 表3-3 汶河煤矿各煤层稳定性评价结论一览表 煤层编号 可采性指数(Km) 变异系数(γ) 平均厚度(m) 煤层稳定性 2 1.00 25.5 1.53 较稳定 4 1．0 23.04 1.59 稳定 6 0.78 20.02 0.72 不稳定 11 1.00 20．40 1.85 稳定 13 0.89 22.50 1.19 较稳定 15 0.88 32.27 1.17 较稳定 汶河井田内无岩浆岩侵入活动，煤类和煤质各项指标基本稳定。为进一步验证深部的煤质情况，良庄煤矿在1993年生产补充勘探时对主要可采煤层(2、4、6、11、13、15煤层)进行了取煤化验并与原深部勘探钻孔煤质资料汇总成表，其结果与浅部是一致的。现将煤质资料叙述如下(表3-4)：

表3-4 汶河煤矿主要可采煤层可选性指标一览表 煤层 2 4 6 11 13 15 中煤(%) 11.98 24.67 9.21 12.48 9.28 25.84 级别 中煤段 沉煤段 浮煤段 中煤段 浮煤段 沉煤段 理论精煤回收率(%) 59.50 62.29 79.48 65.26 78.86 41.76 等级 良 良 优 良 优 中 1、物理性质

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宏观煤岩组分以镜煤、亮煤为主、暗煤、丝炭次之，宏观煤岩类型为半亮型至光亮型，黑色，弱玻璃光泽至玻璃光泽，条痕棕黑色、黑色，断口常见有阶梯状，贝壳状。

2、煤的粘结性：本井田各主要可采煤为低、中变质程度的气煤和气肥煤，粘结指数(G)：上组煤大于65，下组煤大于85，为粘结性很好的煤。

3、煤的灰份(Ad)及灰成分：各煤层的原煤灰份平均含量在15～25%之间，为低中～中灰煤。4、6煤层深部比浅部含量增高，13煤层深部比浅部含量降低。煤灰成分：根据煤样化验结果，各层煤的煤灰成分主要以二氧化硅为主，其次为三氧化二铝、三氧化二铁，二氧化硅平均占37.08～55.22%，三氧化二铝平均占16.70～31.84%，三氧化二铁平均占4.41～20.61%。

4、煤灰融点(ST)：2、11煤层平均在1250～1500℃，为难熔灰份，6、13、15煤层平均在1100～1250℃之间，为低熔灰份。

5、煤的硫份(St，d)：2、4煤层的原煤硫份平均小于1.0%为低硫煤，11煤层平均在1.5～2.5%之间，为中～中高硫煤，6、13煤层平均在2.5～4.0%之间，为中高～高硫煤，15煤层平均大于4.0%为高硫煤。6、11、15煤层硫化铁含量较高，13煤层有机硫含量较高(比硫化铁硫含量稍高)。生产实践表明，经洗选后硫化铁硫大部分能被除去。

6、煤的磷份(P，d)：4、6、11、13煤层的原煤磷份平均小于0.01%，属特低磷煤，2、15煤层平均在0.01～0.05%之间，为低磷煤。

7、煤的发热量(Qb，daf)：各层煤的原煤平均发热量为33.19～34.84MJ/kg。 8、煤的结焦性：可采煤层原煤胶质层最大厚度(Ymax)平均变化在14.06～38.95mm，粘结性指数平均变化在51.5～97.0之间，上组煤(2、4、6煤层)大于65，下组煤(11、13、15煤层)大于85。分别属于低、中变质阶段的气煤和

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气肥煤，是较好的炼焦配煤。

9、煤的燃烧性：各主要可采煤层均为燃烧性较好的煤层。原煤干燥无灰基高位发热量(Qgr，daf)在33.25～34.3lMJ/kg之间，为中高～高发热量的烟煤。

10、煤的可选性：各可采煤层可选性：按分选比重-1.5为浮煤段，-1.5～1.8为中煤段，+1.8为沉煤段，根据中国煤炭可选性评定标准。各主要可采煤层的可选性指标见。

11、煤的成因及变质作用类型：根据煤样测试成果和区域性煤质特征分忻，本区煤的成因类型属腐植煤，以区域变质作用为主，各项煤质指标在平面上变化较小。

12、煤类：根据1986年颁发的《中国煤炭分类国家标准(GB5751—86)》规定，上组煤(2、4、6煤层)为气煤，下组煤(11、13、15煤层)为气肥煤。

13、煤的工业用途：煤类为低、中变质阶段的气煤和气肥煤，具有很好的粘结性，可作为炼焦配煤。鉴于各煤层发热量高等特点，亦可以用作发电等动力用煤。

汶河煤矿各煤层主要煤质指标如表3-5所示。

表3-5 汶河煤矿各煤层主要煤质指标一览表 测试成果(%) 灰份(%) 挥发分(%) 全硫(%) 热值 (MJ/kg) Ymax(mm) 水份 磷分(Pd) 粘结指数 原煤 精煤 原煤 精煤 原煤 精煤 原煤 精煤 精煤 2煤层 20.66 6.33 38.33 38.89 0.63 0.58 27.47 31.71 16.1 1．62 0.03 65 4煤层 12.86 6.02 36.28 39.77 0.49 0.71 29.04 31.90 16.0 1．25 0.01 68 6煤层 8.94 4.12 39.45 39.81 2.80 1.73 31.11 33.45 17.8 1．22 0.01 65 11煤层 21.04 4.50 42.59 42.35 2.46 1.50 26.06 33.03 28.9 1．75 0.01 85 13煤层 23.15 2.87 44.54 44.91 3.45 2.61 25.17 33.80 38.1 1．9 0.01 86 15煤层 15.50 4.87 44.11 44.22 3.94 2.26 28.45 33.06 34.0 1．1 0.03 89 18

胶质层厚度(mm) 工业牌号 14.06 气煤 17.62 气煤 18.00 气煤 28.14 气肥煤 38.95 气肥煤 33.27 气肥煤 三、水文地质

汶河煤矿上组煤可采煤层为2、4、6煤层，下组煤可采煤层为11、13、15、16煤层，其直接充水含水层为山西组2、4煤层顶板砂岩含水层，太原组一灰、四灰含水层，间接充水含水层为第四系砂砾含水层，古近系砂砾岩含水层，本溪组徐灰、草灰及奥陶系灰岩含水层。主要隔水层有古近系红色粘土质粉砂岩及泥岩，煤系内各主要含水层之间的粉砂岩、砂质泥岩、泥岩。

（一）含水层

汶河煤矿的直接充水含水层有山西组2、4煤层顶板砂岩层，太原组第一、第四层石灰岩(简称一灰、四灰)，本溪组徐家庄、草埠沟石灰岩(简称徐、草灰)；间接充水含水层有第四系含水砂砾层、第三系砾岩及奥灰系石灰岩(简称奥灰)。现将各主要含水层的水文地质特征分别叙述如下：

1、第四系含水砂砾石层

区内(包括浅部边界以南之良庄煤矿部分)第四系全层厚度0.00～10.62m，平均3.66m。主要是未胶结的冲积、坡积次生多孔性黄土、砂质粘土和含水砂砾石层，以角度不整合关系直接覆盖在煤系地层及第三系红色砂岩之上。

2、第三系砾岩

第三系最大残留厚度612.75m(705号孔)，平均302.67m。由于钻探时均以无芯钻井方式穿越本层位，对此层段工作较粗，没作详细的岩性分层。区域性资料表明：第三系以红色粘土质粉砂岩为主，砾岩则以薄层形式夹于粘土质粉砂岩中。

3、山西组砂岩

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由3至4层砂岩组成，平均厚度在40m左右，构成2煤层、4煤层的间接或直接顶板。砂岩粒度横向变化规律性明显，2煤层、4煤层顶板由南至北由粗砂岩依次相变成中砂岩、细砂岩及粉砂岩。

4、太原组一灰

厚度0.48～3.77m，平均2.84m，灰色至深灰色，表面粗糙，质不纯，多含泥质，显晶质结构，具缝合线构造。一般在标高+100m以上(埋深70m)溶洞裂隙发育，甚至可见宽达10～35mm的管状裂隙及宽约0.05～0.60m左右的溶洞，半充填，内含方解石晶体，但分布不均一；深部岩溶裂隙不发育，结构致密，局部具有少量细小线状方解石脉，在断层附近具稍宽一些的裂隙及轻微溶蚀现象。

5、太原组四灰

厚度4.73～8.61m，平均6.45m，为13煤层的直接顶板，灰色，上部质不纯，含有泥质，可见水平层理，中部质较纯，隐晶质结构，中下部常夹有1～2层不规则的黑色燧石层，致密坚硬，具有缝合线构造。浅部岩溶裂隙较发育，裂隙宽约3～5mm，且多被方解石脉充填；溶洞直径3～20mm。随埋深加大，岩溶裂隙的发育程度明显变差。

井田内未见钻孔漏水现象，邻区良庄煤矿的钻孔漏水孔率也仅为4.6%，且多集中在+30m标高以上的浅部地区。

6、本溪组徐灰、草灰

井田内仅711号钻孔揭露徐灰、草灰。而邻区良庄煤矿则有较多钻孔穿越此层位，其统计数字表明：徐灰厚度1.28～20.20m，平均厚度9.03m，一般浅部较薄、深部则较厚；草灰厚度2.00～16.35m，平均厚度7.88m；徐灰、草灰间距0.00～33.30m，平均10.73m，浅部间距较大，平均25.42m，中、深

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部间隔较小，平均5.59m。其间主要是粘土岩、粉砂岩，局部为细砂岩；浅部岩溶裂隙发育，裂隙宽度10～20mm，溶洞直径一般20～30mm(最大者可至0.93m)，大部分裂隙、溶洞被方解石或粘土物质所充填，小部分未被完全充填。深部则以细小线状方解石脉充填为主，仅在断层附近具稍宽裂隙及溶蚀现象。地面露头则以北东向溶洞。裂隙最为发育，宽度可达0.1～2.0m。

井田内未见钻孔在此层位出现漏水现象，本矿在2003年4月和2004年8月分别在-300m水平31510工作面运输巷及-360m水平各施工探徐灰钻孔1个，钻孔均穿过徐灰，分别揭露徐灰7.63、4.75m，钻孔内均无涌水、漏水现象。

7、奥灰

厚度800余米，为厚层状质纯石灰岩，青灰色、灰色，浅部溶洞裂隙发育，尤其是在断层带附近极为发育。根据地面露头观测统计，奥灰溶洞裂隙可分为两组，其中以北东向裂隙最为发达，宽度0.5～1.0m，裂隙率达37%。井田内仅711号钻孔揭露奥灰，未发现严重漏水或明显消耗现象。

根据良庄煤矿2004年编制的《新汶矿业集团公司良庄煤矿生产矿井地质报告》资料，奥灰水位在F10断层以南为+70m，汶河煤矿位于F10断层以南，其奥灰水位为+70m左右。

值得引起注意的是奥灰水压相对较高，有可能以底鼓形式威胁13、15煤层的安全回采。因此，在开采下组煤接近较大断层(对盘为奥灰)时，应当留足断层防水煤柱，并做好必要的探放水工作，以保证矿井生产的安全。

（二）隔水层

在含煤地层中，除上述含水层外，其余为粘土质粉砂岩、泥岩及细、粉砂岩。井田内第三系红层平均厚度302.67m，厚度较稳定，以红色粘土质粉砂

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岩为主，砾岩仅以薄层形式夹于粘土质粉砂岩中，可将这些红色粘土质粉砂岩视为良好的隔水层由大量粘土物质及少量钙质胶结。据临近翟镇井田9号孔抽水试验资料，单位涌水量仅0.00067l/s?m。另外翟镇矿井筒穿过该层基本无水。这些资料表明该层含水性及透水性都极差，可视为一良好的隔水层。

分布于煤系地层内各主要含水层之间、厚度不等的泥质岩、粉砂质岩、细砂岩以及石盒子组杂色粘土岩等均具有较好的隔水性能，它们基本上既不含水也不导水，根据良庄煤矿生产揭露证明，这类岩层均具有良好的隔水性能，隔断了各含水层之间的水力联系。

（三）断层导含水性

断层对矿床的充水因素，取决于断层的性质、规模、密度及断层两盘的岩性及水文地质条件等。浅部揭露断层带多为两侧岩层破碎物及断层泥，结构较致密，除因断层揭露部位与含水层直接接触或距离较近而发生突水外，其余皆干燥无水或仅有少量淋水、滴水及破碎带物质冒落。从本矿井及邻近矿井开来资料分析，断层导水性具有以下规律：

(1)断层带在自然状态下本身结构致密，具有一定隔水性能，揭露部位皆为非含水地层接触，远离较强含水层(大于安全隔水层厚度)时，则该部位该断层带多是封闭式的，处于隔水状态，既不含水也不导水。揭露处遇弱含水层时，则此处断层带含、导水性弱，只有少量淋水及断层带松软物质冒落现象。

(2)断层带在自然状态下本身结构致密，含水性不强，但揭露部位距离强含水层较近(小于安全隔水层厚度)时，由于采矿生产影响，使断层带自然状态遭受破坏而处于导水状态，造成含水层井下突水。这种突水的可能性取决于对盘含水层的富水性强弱、水头压力大小及断层附近隔水岩层的力学强度，并随着含水层的疏水降压而逐渐减小。

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(3)派生小断层应重视。断层带揭露部位位于对盘中、强含水层对口接触处，则该处断层带处于既含水又导水状态，而导致井下突水，突水量大小取决于对盘含水层的富水性强弱及水头压力大小。在这种情况下，应充分重视大断层附近的派生小断层，这些小断层也往往造成井下突水。

井田内共有钻孔6个，共揭露断点14余次，其中5次是在红层中穿越断层面，其余是在煤系中过断层。揭露断层带厚度0.50～1.50m，断层带多由两盘岩层的破碎物所组成，部分已被挤成断层泥。据钻孔简易水文地质资料，没有发现断层带钻孔漏水或明显消耗现象，说明断层带的导水性不强。

汶河煤矿生产巷道揭露断层落差一般较小，绝大部分的断点落差在5m左右，断层破碎带较窄，结构较为致密。除因断层揭露部位是煤层与对盘较强含水层直接接触或距离较近而发生出水以外(Fw3断层上盘6煤层与下盘一灰对口处，曾出水)，其余均干燥无水或仅有少量滴水及破碎物的冒落。

（四）矿井涌水量及水文地质类型

矿井属水文地质条件中等类型矿井。井田内的直接充水含水层有山西组2、4煤层顶板砂岩，太原组第一、四层石灰岩。间接充水含水层有第四系含水砂砾石层、第三系砾岩、本溪组徐家庄灰岩、草埠沟灰岩及奥陶系石灰岩层。灰岩水是矿井充水的主要水源，总的规律是：灰岩浅部洞穴及裂隙发育，动水补给条件好，富水性强，深部岩溶不发育，动水补给条件较差，富水性较弱。

第四节 矿井瓦斯、煤尘、自燃和地温

1、瓦斯

根据2014年11月，山东省煤炭工业局以《关于2014年度全省煤矿瓦斯

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等级鉴定结果的通知》（鲁煤安管〔2014〕240号）文件审批：该矿井最大相对瓦斯涌出量为2.02m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.82m3/min，最大相对二氧化碳涌出量6.91m3/ t，最大绝对二氧化碳涌出量2.81m3/min，矿井采煤工作面最大涌出量为0.14 m3/min；矿井掘进工作面最大涌出量为0.05 m3/min。

根据2016年度煤矿瓦斯等级鉴定结果，确定为低瓦斯矿井。CH4绝对涌出量1.12m3/min，相对涌出量1.78m3/t；CO2绝对涌出量3.27m3/min，相对涌出量5.19m3/t。该矿为低瓦斯矿井。

2、煤层自燃

根据中煤科工集团重庆研究院于2012年8月份对我矿的二、四、十一层煤层自燃倾向性试验结果：该矿二、四、十一、十三层煤层的自燃倾向性为II类，属自燃煤层。二层煤最短自自燃发火期为57天，四层煤最短自自燃发火期为56天，十一层煤最短自自燃发火期为53天，十三层自然发火期47天。

3、煤尘爆炸性

根据中煤科工集团重庆研究院于2012年8月份对我矿的二、四、十一层煤尘测试结果：该矿二、四、十一、十三层煤尘均具有爆炸性。二层煤的爆炸指数为35.65%，四层煤的爆炸指数为36.15%，十一层煤的爆炸指数为40.9%，十三层煤的爆炸指数为42.68%。

5．地温

(1)常温层的深度和温度

根据翟镇井田350#孔稳定测温资料确定，常温确定，常温点40m左右，温度为15.7℃，当地历年(58～80)平均气温为15.2℃。常温点因地形和季节变化可少有上下移动。

(2)地温梯度

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在常温带以下，地温随深度增大而增加，但不同地层的增温梯度有一定的差异。根据所测资料结果：煤系地层地温梯度平均2.3℃/100m，非煤系地层地温梯度平均1.6℃/100m。最大岩温：93-2#孔、孔深959m，温度36.1℃。

(3)地温类型

根据测温资料，地温梯度等于和小于3℃/100m，为地温正常区，原始岩温小于31℃。温梯度为每百米1.85℃。

第五节 矿井通风

一、 通风方式和通风系统` 1、 通风方式

矿井通风方式为中央并列式，分别为主、副斜井进风，回风立井回风。 2、 通风系统

矿井主要通风线路：主、副井→二水平主、副斜井、运输大巷→三水平主、副斜井→四水平主、副斜井→四采区、三采区→各个用风地点→四采区、三采区回风巷→四水平回风井→三水平回风井→二水平回风井→立风井→地面。

掘进工作面采用局部通风机压入式供风。 二、采掘工作面及硐室通风

生产工作面为综采工作面一个充填工作面和两个掘进工作面达到生产能力。根据采区巷道布置和开采方法，回采工作面和掘进工作面均采用独立的回风系统，采煤工作面采用后退式开采，“U”型通风方式。

每个掘进工作面选用二台对旋式FBD-NO4.5型2×5.5kW局扇风机其吸入风量取180～220m3/ min，两台风机均能实现“自动分风，自动切换”。

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井下中央变电所、水泵房实现独立通风，消防材料库、采区避难硐室全风压通风，硐室回风侧设置调节风窗进行风量调节。

三、通风设备及反风

1、矿井主要通风机的安装使用符合以下要求：

1）主要通风机必须安装在地面，装有通风机的井口必须封闭严实，其外部漏风率无提升设备时不得超过5%。

2）主要通风机和电动机的机座必须牢固耐用。必须保证主要通风机连续运转。

3）必须安装两套同等能力的主要通风机及装置，其中一套运转，一套备用，备用的一套风机必须在10分钟内启动并正常运行。

4）严禁采用局部通风机或风机群作为主要通风机用。

5）装有主要通风机的出风井必须安设防爆门，防爆门每隔6个月检查维修一次。

6）至少每月检查一次主要通风机，主要通风机和备机每月要交替运行。 7）新安装的主要通风机投入使用前，必须进行一次主要通风机性能测定和运转工作，以后按每5年进行一次通风机性能测定。

8）矿井主要通风机要有两路直接由变电所供出的供电线路，线路不分接任何负荷。

2、反风方式、反风系统和设施

矿井设计选用对旋轴流式通风机，其反风方法为操作电控实现电机反转反风。矿井需要反风时，合上电动机反转电源开关，可以改变通风机叶轮的旋转方向，使井下风流反向。这种反风方法不需设臵反风道，经济实用。

在通风系统设计中配臵各种通风设施时同时考虑配臵必要的反风设施

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（如反向风门、电机正反向开关等），在矿井反风时能保证形成安全可靠的反风系统。

对反风系统的要求：

1）反风时通风系统必须在10min内改变巷道中的风流方向。

2）当风流方向改变后，主要通风机供风量不应小于正常风量的40%。 3）反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习。 4）矿井通风系统有较大变化时，也要进行一次反风演习。

5）主要通风机在停风期间，必须打开防爆门和有关风门，以便充分利用自然通风。

3、为保证采掘工作面的风量稳定，并使风量按规定线路流动，在风流流动的线路中设有风门、风墙等通风构筑物。为防止爆炸气体冲击主要通风机，在回风斜井井口设臵防爆门，引风道与回风斜井之间的夹角为30～45°防爆门至井筒内引风道开口位臵长10～15米。

4、防止漏风的措施

风门密闭等通风构筑物应设在围岩坚固、地压稳定地段，并加强管理，经常检查维修。

5、降低风阻的措施

1）砌碹巷道应尽量光滑平整，以降低风阻。

2）在容易产生局部阻力的地方，应尽量减少局部阻力系数，巷道连接边缘应作成斜线或圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免作成直角或小于90°转弯，并将转弯处内、外侧按斜线或圆弧形施工，必要时设导风板。

3）在日常通风管理中应避免在主要巷道内堆放矿车、杂物，巷道应随时修复，保证完整，并有足够的有效通风断面，以利风流畅通。

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第二章矿井火灾危险性分析

矿井火灾是煤矿的重大自然灾害之一。矿井火灾不仅能使矿井遭受巨大的物质损失，同时它也是导致井下职工伤亡的重要根源。矿井火灾根据引火的热源不同分为外因火灾和内因火灾（也称自燃火灾）。外因火灾一般发生突然、来势迅猛，如果不能及时发现和控制，往往会酿成重大事故。但是外因火灾的火焰一般是在燃烧物的表面，如果能及时发现和扑救，是容易熄灭的。与外因火灾相比，内因火灾的发生，往往伴有一个蕴育的过程，根据预兆能够早期予以发现。但是内因火灾火源比较隐蔽，经常发生在人们难以进入的采空区或煤柱内，因此矿井火灾长期威胁着矿井的安全生产。

第一节 井下外因火灾防治

外因火灾的主要特点是突然发生，来势迅猛，发生的时间和地点出人意料之外。矿井中一切能够产生高温、明火、火花的以及由于可燃材料制成的器材和设备，如使用不当都可能会引起外因火灾。绝大多数外因火灾是由于机电设备质量不高，安装不良，又缺乏严格的检修、维护制度，长期带病运行而引起的。矿井中爆破和明火是造成外因火灾的主要原因。

一、爆破时的防灭火防治

井下放炮必须严格按《煤矿安全规程》的下列规定执行，防止放炮引发火灾。

1、采、掘工作面必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。使用煤矿许用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫下秒。

2、采、掘工作面应采用毫秒爆破。在掘进工作面必须全断面起爆，在采

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煤工作面严禁使用2台放炮器同时进行放炮。

3、坚持使用水炮泥。

4、炮眼封泥严禁用煤粉，块状材料或其它可燃性材料，无炮泥或不实的炮眼，严禁放炮。封泥长度必须符合《煤矿安全规程》第329条的规定。

5、炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时，不准装药放炮。

6、放炮母线、连接线和电雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、刮板运输机等导电体相接触。严禁使用固定放炮母线。

7、在放炮地点20m内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体阻塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。

8、处理瞎炮(包括残炮)必须在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。

9、放炮时，应采用正向起爆。

10、放炮必须严格执行“一炮三检”(装药前、放炮前、放炮后以及检查起爆点的甲烷浓度)和“三人连锁放炮”(放炮员、班组长、瓦检员)制度，严禁采用糊炮、明火放炮和一次装药多次放炮。

11、两条巷道贯穿时，在相距对穿点20m时，要停止一条巷道的掘进，加强两条巷道的局部通风、加强两掘进工作面的瓦斯、二氧化碳、一氧化碳和温度检查。

12、加强放炮母线的管理和检查，严禁明接头和祼露的放炮母线，严禁使用架空线放炮。

二、建立健全明火管理制度并严格执行，切实做到： 1、严禁携带明火下井。

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2、工业广场内的进、回风井口20m内严禁烟火。 3、井下严禁使用电炉。 4、井下严禁使用灯泡取暖。

5、井口和井下电气设备必须有防雷击和防短路的保护装置。 6、井下电焊、气焊作业必须按《规程》规定进行。 7、严禁使用产生火焰的爆炸器材和爆破工艺。 8、严格火区管理。

第二节井下内因火灾防治

内因火灾是井下煤炭在长期的缓慢氧化积热而产生的，根据煤矿生产的特殊情况，主要产生的地点有：一是采空区；二是掘进及回采期间两顺槽的高冒区、破碎带；三是片帮、冒顶，围岩破碎的煤巷;四是长期积煤点;五是通风不良的煤巷;六是煤仓、煤堆等。导致产生的原因主要是工作面回采速度慢，采空区浮煤自燃;煤炭自燃而未彻底灭掉的火区;有漏风供氧条件；检查不到位,未及时发现；煤巷掘进工作面的冒顶区未及时采取防火措施供风量不足等原因。矿井最易发生火灾事故的地点有：综采工作面采空区及两顺槽冒顶区，长期裸露煤巷冒顶区、破碎带、喷浆不严密的煤巷冒顶区等，主要采用合理的采煤方法，提高回采率，加快回采进度，合理的通风系统、通风方法，采空区喷洒阻化剂措施及发火监测系统等，以及煤巷全面采用锚网支护，大大减少了巷道冒顶聚热区，从而避免自然火灾影响生产事故。

一、选择合理的巷道布置与开采程序

1、水平运输大巷布置在煤层中时，采用锚喷支护或工字钢架棚支护，支架后的空隙和冒落处必须用不燃性材料充填密实，或用无腐蚀性、无毒性的

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材料进行处理。

2、采区绞车房等硐室必须采用不燃性材料支护，设计采用锚喷支护。 3、开采顺序：根据矿区范围和矿井的开拓方式，全矿区分为一个-450m水平四采区和三采区开采，煤层间的开采顺序：三采区先开采2号煤层、其次开采4号煤层。四采区先开采13号煤层、其次开采15号煤层。

二、选择合理的采煤方法

1、本矿采用长壁后退式采煤法，回采率高，巷道布置简单，回采速度较快，有较好的防火性。煤层倾角平均在8°，布置为走向长壁工作面，有利于提高工作面生产能力；全部垮落法管理顶板，回采中若采空区遗煤较多，不利于防止采空区煤炭自燃。开采时，要注意观察，加强自燃征兆的早期识别工作，发现可疑情况及时采取措施，每个工作面回采结束后及时进行采空区及巷道密闭。

2、回采后顶板容易冒落，回采工作面采用全部冒落法管理顶板，单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护控制顶板。本矿煤层自燃倾向为Ⅱ级，即自燃煤层。一般来说开采煤层为自燃煤层易发生采空区的自燃。在回采过程中，应加强管理，尽量一次采全高，不留留顶底煤，减少采空区遗煤。

3、控制矿山压力，减少煤柱破裂。 三、提高回采率，加快回采进度

1、工作面采用综采或是高档普采，工作面可用刮板输送机运煤，生产中需加强管理，确保适宜的回采进度，可在空间上、时间上减少煤炭的氧化。

2、及时清理运输巷道中因运输过程的撒落的煤炭，工作面尽量不要留煤顶煤或底煤，清干净回采下来的煤炭，不让其留滞在采空区，提高回采率。

总之，合理的采煤方法能够提高矿井先天的抗自燃发火能力，多年来的

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实践表明，降低煤层自燃发火的可能性要从以下几个方面着手：

1）少丢煤或不丢煤；

2）控制矿山压力，减少煤柱破裂； 3）合理布置采区；

4）回采时应尽量避免过分破碎煤体；

5）加快工作面的回采速度，使采空区自热源难于形成； 6）及时密闭已采区和废弃的旧巷；

7）注意选择回采方向，不使采区回风巷过分受压或长时间维护在煤柱里。 四、通风系统措施

1、选择合理的通风系统、通风方法

煤层自燃发火期是指在开采过程中暴露的煤炭，从接触空气到发生自然通风因素的影响。主要表现在采空区、煤柱和煤壁裂缝漏风。

自发火期，是自燃发火危险程度在时间上的量度，发火期愈短的煤层自燃发火危险程度愈大。确定煤层最短自燃发火期，对矿井开拓开采以及生产管理都有重要意义。

a、实行独立通风。这样可降低矿井总风阻，增大矿井通风能力，减少漏风，易于调节风量；且在发生火灾时便于控制风流，隔绝火区。

b、本矿采用分列式通风方式，具有专用回风井，采区有独立的进、回风系统，各采掘面有独立的进、回风系统。

c、矿井采用抽出式通风方法，工作面采用长壁后退式回采“U”形通风方式，采空区漏风小，有利于防止煤层自燃。

d、准备采区时，必须在采区构成通风系统后，方可开掘其他巷道。采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后，方可回采。

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第三节矿井火灾的行动原则

1、任何发现火灾时，应视火灾性质、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，并迅速报告矿调度室。

在现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威协地区的人员撤离危险区域，并组织人员利用现场的一切工具和器材进行灭火。

2、电气设备着火时，应首先切断电源。在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。

3、回采工作面和掘进工作面一旦发生火灾，应立即组织人员进行灭火，在采取一切措施后不能扑灭火灾时，应立即在运输巷和回风巷以及掘进工作面出口构筑防火墙，防火墙四周伸入巷道壁不小于0.5m，防火墙厚度为0.5m，墙体之间用黄泥充填。矿主要技术负责人负责封闭火区的工作。

4、 回采工作面灭火原则：

1）从进风侧进行灭火，要有效地利用灭火器和防尘水管；

2）禁止在火源上方灭火，防止水蒸气伤人，也不能在火源下方灭火，防止火区塌落物伤人，要从侧面（即工作面或采空区方向）利用保护装臵接近火源灭火；

3）采煤工作面瓦斯燃烧时，要增大工作面风量，并利用干粉灭火器、砂子、岩粉等喷射灭火；

4）在进风侧灭火难以取得效果时，可采取局部反风，从回风侧灭火，但进风侧要设水幕，并将人员撤出；

5）采煤工作面回风巷着火时，必须采取有效方法，防止采空区瓦斯涌出和积聚；

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6）用上述方法无效时，应采取隔绝的方法灭火。 5、掘进工作面灭火原则：

1）要保持巷道的通风原状，即风机停止运转的不要随便开启，风机开启运转的不要盲目停止；

2） 如发火巷道有爆炸危险，则不得入内灭火，而要在远离火区的安全地点建筑密闭墙；

3） 火灾发生在煤巷迎头、瓦斯浓度不超过2％时，可在通风的情况采用干粉灭火器、水等直接灭火，灭火后，必须仔细清查引燃火点，防止复燃。如瓦斯浓度超过2％且仍在继续上升，要立即将人员撤到安全地点，远距离进行封闭；

4） 火灾发生在煤巷的中段时，灭火过程中必须检测流向火源的瓦斯浓度，防止瓦斯经过火源点，如果情况不清应远距离封闭。如火灾发生在上山中段时，不得直接灭火，要在安全地点进行封闭；

5）煤巷发生火灾时，不管火源点在什么地点，如果局部通风机已经停止运转，在无需救人时，严禁进入灭火或侦察，而要立即撤出附近人员，远距离进行封闭；

6）火源在下山煤巷迎头时，若火源情况不清，一般不要进入直接灭火，应进行封闭。

第三章煤层自然发火预测预报指标体系

第一节 煤的自燃机理及自燃分析预测

一、煤的自燃机理 1、概述

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关于煤的自燃问题，长期以来，一般都认为煤中黄铁矿的存在是自燃的原因，由于黄铁矿氧化成为三氧化二铁及三氧化硫时能放出热量，在有水分参加的情况下，可以形成硫酸，它是很强的氧化剂，更加速煤的氧化，促进煤的自燃。

需要指出，有的含有黄铁矿的煤，虽然经过长斯放臵，并不一定发生燃，而不含或少含黄铁矿的煤也有自燃现象。因此，煤的自燃并非完全因含有黄铁矿而引起。其主要原因是由于吸收了空气中的氧气，使煤的组成物质氧化产生热量，再被水湿润，就放出更多的湿润热，也会加速煤的自燃。此外，煤的自燃还与煤本身的性质有关。如煤的品级；煤的显微组分、水分、矿物质、节理和裂隙；煤层埋藏深度和煤层厚度；开采方法和通风方式等。煤的自燃从本质上来说是煤的氧化过程。

2、煤自燃的不同阶段

1）水吸附阶段。与其他阶段不同，这个阶段只是个物理过程，煤与氧不会发生反应，煤吸附水虽不是煤自燃的根本原因，但他对煤自热，特别是低品级的煤自热有重要影响。当水被煤吸附时会放出大量热，即润湿热。所以，多数情况下该阶段对煤的自燃都起着关键作用。

2）化学吸附阶段。煤自燃过程首先在这个阶段发生化学反应。该阶段的反应温度为环境温度至70℃该过程中煤吸附氧气会产生过氧化物，因而叫做化学吸附阶段。化学吸附阶段煤重略有增加，并产生气体，其中的CO可作为标准气体，通过监测CO浓度可对煤的自燃进行早期预报，化学吸附阶段需要少量水参加反应。根据煤的品级和类型不同，化学吸附的放热量在5.04～6.72J/g之间变化。若煤温达到70℃时会分解，煤重随之大幅度下降，甚至比原始煤重还要轻。煤中水分的蒸发可带走一些热量，该过程产热量在16.8～

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75.6J/g间变化。若煤氧化进行到这个阶段，想使其不自燃是非常困难的。

3）煤氧复合物生成阶段。该阶段生成一种稳定的化合物，即煤氧复合物。其反应温度范围为150～230℃。产生的热量25.2～003.4J/g。这个阶段煤重又有所增加，煤氧化进行到这个阶段必然发生自燃。

4）燃烧初始阶段。这是煤氧复合物生成阶段到煤快速燃烧阶段的过渡时期，煤温达230℃时，煤的反应热为42～243.6J/g，这些热量使煤迅速上升促进了煤的快速燃烧。

5）快速燃烧阶段。这是煤自热的最后阶段，它描述了煤的实际燃烧过程。依氧气供应充足与否，这个阶段可能发生干馏、不完全燃烧或安全燃烧。如果燃烧充分，其反应热等于煤的发热值。

二、 煤的自燃分析

各种牌号的煤（即不同化学成分的煤）都有自然发火的可能。一般认为煤的炭化程度越高，挥发分含量越低，灰分越大，其自然倾向性越弱，反之则越强。但是，煤的炭化程度高低不是决定煤的自燃倾向性的惟一标志。因此，要求每一个矿井都必须将煤样送到有关单位进行煤的自燃倾向性鉴定，依据鉴定分类拟定正确的开采方法和经济有效的防火措施。 煤层的自燃性一般随煤炭的变质程度的增高而降低，一般情况下挥发分含量在12％以下的煤炭难以自燃。

1、煤岩组分：煤岩成分有丝炭、镜煤、亮煤和暗煤，其中，丝炭结构松散，吸氧能力强，着火温度低（190～270℃），是煤自热的中心，在自燃中起“引火物”的作用；镜煤和亮煤脆性大，易破碎，有利于煤炭自燃；暗煤硬度大，一般不易自燃。

2、煤中硫和其他矿物质：含硫分愈高，吸氧能力越大，越易自燃，含黄

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铁矿、黄铜矿结核较多，也具有自燃危险性。

3、煤的孔隙率和脆性：煤的孔隙率越大,其吸附氧的能力也越大，因此，孔隙率越大的煤越容易自燃。煤的脆性越大则越容易破碎,破碎后不但其接触氧的表面积大大增加，而且其着火温度明显降低，所以，脆性越大的煤，越容易自燃发火。因此，在矿井里最易发生自燃火灾的地方都是煤体较为破碎与碎煤集中堆积的地点，如采空区的四周边缘地带，受压破裂的煤柱和垮塌的煤壁，充满煤粉与碎煤的煤壁裂隙以及煤巷局部冒高，在棚梁上形成浮煤堆积的地方。

4、煤的水分

水对煤炭自燃的影响有其特点，即对同一种煤炭，水分越多，则着火温度越高；但是，当其水分蒸发后，干燥的煤炭，其着火温度要显著地降低．这是因为浸过水的煤，其表面氧化层被清洗，而且由于水使煤体松散的缘故，煤体更易氧化自燃。

水分能加速煤的氧化过程，同时使煤体疏松、造成细微裂隙，加大吸氧能力，并降低着火温度，但过多水分则可抑制煤的氧化。煤层的含水量小于1.21%，不易引起煤层自燃。

5、煤中的瓦斯含量、吸氧速度

煤层孔隙内的瓦斯能够占据煤的孔隙空间和内表面,减少了煤的吸氧量；瓦斯逸出后,使煤炭氧化更为强烈,自燃危险性增加，吸氧速度越快，煤层越容易自燃。

6、煤层的赋存地质条件

1）煤层厚度与倾角：一般说来，煤层越厚、倾角越大，回采时会遗留大量浮煤和残煤；同时，煤层越厚，回采推进速度越慢，采区回采时间往往超

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过煤层的自燃发火期，而且不易封闭隔绝采空区，容易发生自燃火灾。据统计，80%的自燃火灾是发生在厚煤层的开采中。

2）地质构造：断层、褶曲、破碎带及岩浆侵入区等地质构造地带，煤层松软易碎、裂隙多、吸氧性强，也容易发生自燃火灾。

3）煤层埋藏深度：煤层埋藏深度越大，煤体的原始温度越高，煤中所含水分则较少，自燃危险性较大；但开采深度过小时又容易形成与地表的裂隙沟通，也会在采空区中形成浮煤自燃。

4）围岩的性质：煤层围岩的性质对煤炭自燃发火也有很大影响，如围岩坚硬、矿压显现大、容易压碎煤体形成裂隙。而且坚硬的顶板冒落难以压实充填采空区；同时，冒落后有时会连通其他采区，甚至形成连通地面的裂隙；这些裂隙及难以压实充填的采空区，使漏风无法杜绝，为煤炭自燃发火提供了充分的条件。地质构造复杂、围岩及煤层破碎带易引起煤层自燃。

7、开拓开采条件、采煤方法及通风方式

开拓开采条件和开采方法与通风方式若选择不合理，往往造成丢煤多、煤柱破碎，漏风严重，给煤层自燃造成良好条件，增加自燃的可能性。

矿井设计采用斜井开拓，主要井筒布置在岩层中，采用锚喷或砌碹支护；采煤工作面采用走向长壁后退式采煤方法，U型通风漏风少。回采工作面和各掘进工作面均采用独立通风，掘进工作面采用局扇压入式通风。采取这些方法使煤层不易引起自燃。

8、温度：随着温度的升高，氧化作用加剧。据试验煤的温度由30℃升高到60℃时，吸氧能力要增加3～10倍，如果温度达到临界值（一般为70～80℃），则开始迅速氧化，并积极增高温度，导致燃烧。

根据对上述影响本井田煤的自燃条件的分析，该矿井煤层只要适当采取

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必要的措施，就可以最大程度上防止自燃发火的发生。

第二节 开采煤层自燃预测

一、煤层自燃分析预测

煤的自燃预测分析 煤的自燃预测分析：

1） 煤的自燃倾向性：随煤炭的变质程度增高而降低。挥发份含量越高，煤层自燃发火倾向越强。一般说来，褐煤易于自燃，烟煤中长焰煤危险性最大，贫煤及挥发分含量在12%以下的无烟煤难以自燃 。

2）煤岩成分：包括有丝煤、暗煤、亮煤和镜煤。煤层中有集中的镜煤和亮煤，特别是含有丝煤时，煤的自燃倾向性就大；而暗煤多的煤，一般不容易自燃

本矿井各煤层主要以半亮型煤为主 具有煤层自燃倾向性 3）煤的 含硫量 ：含硫成分越多，吸氧能力愈大，越易自燃； 煤的破碎程度

4）煤的破碎程度大，增加了煤的氧化表面积，煤的氧化速度加快，容易自燃。

5）脆性与风化率大的煤易于自燃

煤层硬度大，脆性与风化率大，自燃可能性大

6）煤的水分 ：水分能加速煤的氧化过程，同时使煤体疏松，造成细微裂缝，加大吸氧能力，并降低着火温度，但过多水分则可抑制煤的氧化作用 各煤层的水份，水分对煤炭自燃影响较大

7）温度： 随着温度的升高，氧化作用加剧。温度由30℃升高至60℃时，吸氧能力要增加3～10倍，如果温度升高达到临界值(70～80℃)，则开始迅速

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氧化，并积极增高温度，导致燃烧

本井田属正常地温 :影响不大，控制作业、设备等发热引起升温 二、煤的自燃条件

1）内因火灾的形成必须具备以下四个条件： (1)具有自燃倾向性的煤，呈破碎状态，并集中堆积； (2)通风供氧； (3)蓄热环境；

(4)维持煤的氧化过程不断发展的时间。

要形成自燃，以上四个条件缺一不可，若采取措施破坏其中一个或两个，乃至全部条件，便可有效的防止自燃。

2）煤层自燃发展过程的三个必要条件： (1)煤层具有自燃倾向性； (2)有连续的供氧条件； (3)热量易于积聚。 3）煤的自燃预兆

煤的自燃通常经历：潜伏阶段(低温氧化阶段)、自燃阶段、着火阶段、燃烧阶段和熄灭阶段，

1、潜伏阶段(低温氧化阶段)

特征比较隐蔽，煤重略有增加，煤被活化(化学活泼性增加)，着火温度降低。潜伏阶段的长短取决于煤的变质程度和外部条件。

2、自然阶段

特征是巷道内或老塘及密闭内空气中氧含量降低，一氧化碳、二氧化碳含量逐渐增加，空气湿度增大并成雾状，在支架及巷道壁上有水珠，在自然

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阶段末期温度达100℃出现煤焦油味。

3、着火阶段

特征是放出大量一氧化碳、沼气及其它碳氢化合物与水分等。由于这个阶段还没有完全燃烧，所以二氧化碳还不明显，火区温度及岩石温度显著升高，在巷道还可以出现特殊的火灾气味、烟雾

4、燃烧阶段

特征是生成大量二氧化碳，在高温下，分解生成更多的一氧化碳，巷道中出现强烈的火灾气体，烟及明火。火源附近温度高达1000℃左右

5、熄灭阶段

特征是二氧化碳的浓度继续增高，氧气和一氧化碳则急骤降低，烟及火焰消失，灾区空气及岩石温度逐渐降低

三、煤矿应重视自热时期的征兆： 1）煤炭自热期的初期阶段

煤炭自燃过程的准备期结束之后便进入了自热期的初期阶段。在此阶段的征兆有：

(1)煤温有所上升但在临界温度60～80℃以下； (2)空气中的氧浓度降低； (3)空气中的相对湿度增大； (4)出现CO2、CO气体。 2）煤炭自热期的后期阶段

煤炭自热超过临界温度(60～80℃)，但尚未达到着火温度出现明火的期间，为自热后期阶段。在此阶段内，煤温可升高到100℃以上，火源点附近煤炭水份蒸发，开始了干馏现象，生成多种碳氢化合物，出现的征兆：

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(1)火源点附近的空气湿度增大，出现雾气，煤壁挂水珠，挂汗； (2)出现煤炭氧化和干馏的产物，如CO、CO2、CH4、C2H4、C2H5等； (3)煤温、水温、空气的温度都有所升高； (4)出水酸度增大。

芳香族的碳氢化合物气味(煤油味)是井下自然发火最可靠的征兆。这种气味在距火源一定距离之外更为显著，因为芳香族气体在冷却之后才会发生浓郁的香味。

四、煤炭自燃的综合防治措施 1、煤层自燃的预测预报

1）鉴于煤在低温氧化阶段产生CO，因此，CO是早期揭露火灾的敏感指标。在矿井的采煤工作面回风巷、掘进煤巷等有自然发火的地点设臵CO传感器，若发现CO浓度超限，便可采用便携式CO检测仪追踪监测确定高温点。

2）采用红外探测法判断高温点的位置，红外探测法其基本原理是根据红外辐射场的理论，建立火源与火源温度场的对应关系，从而推断出火源点的位臵。

3）确保矿井通风系统的合理，矿井负压控制在2000Pa以内。 4）对各煤层进行自燃倾向性鉴定，进一步搜集有关自然发火资料，分析自然发火的特点及规律。

5）建立自然发火检测预防制度 2、预防措施

1）采煤工作面进行喷洒阻化剂。编制阻化剂喷洒措施，在施工时严格按照措施进行喷洒。

2）采煤工作面充填防灭火。工作面在回采期间，利用矸石严格按照充填

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设计要求进行充填。

第四章井下自然发火检测系统

第一节 煤层自燃监测方面的措施

煤层自燃火灾监测与早期预报是矿井火灾预防与处理的基础，是矿井防灭火的关键。只要能够准确、及时地对煤层自燃火灾进行早期预报，就能有的放矢地采取预防煤层自燃火灾的措施，从而避免自燃事故的发生。对于煤层火灾的预测预报而言，采样监测技术是至关重要的。目前，煤层火灾的监测主要有矿井火灾束管采样监测系统、煤矿安全监控系统和人工检测三种手段。

1、地面固定式矿井火灾束管监测系统是借助束管将矿井井下各测点的气体经抽气泵负压抽取、汇总到指定地点，在借助气相色谱检测装臵对束管采集的井下气样进行分析，实现对CO、CO2、CH4、C2H2、C2H4、C2H6、O2、N2等气体含量的在线监测，其监测结果在以实时监测报告、分析日报等方式提供数据的同时，亦可自动存入数据库中，以便今后对某种气体含量的变化趋势分析，从而实现对矿井自燃火灾的早期预报。本矿使用KSS-2000型矿井火灾预报束管监测系统，通过对井下回采工作面隅角及采取密闭墙内进行抽样检测。

2、安全监控系统可以连续监测CO、CO2、O2等环境参数，根据这些环境参数的变化进行煤层火灾的预报。

3、人工检测一直作为煤层火灾的主要监测手段，人工气体监测主要采用O2、CO、CH4等便携式气体分析仪，由人工直接在各测点进行气体检测，并定期采用气袋取气样，送地面进气相色谱分析，给出气体的成分和浓度，以

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此判断煤层发火程度。该法适用性强、投入设备少，简单易行，是本矿目前主要采取的监测手段。

第二节 其他监测措施

一、人的感官可以察觉的自燃征兆 1、巷道中出现雾汽或巷壁“挂汗” ；

2、风流中出现火灾气味，如煤油味、松香味、臭味等； 3、从煤炭自燃点流出的水和空气较正常的温度高；

4、当空气中有毒有害气体浓度增加时，人们有不舒服的感觉，如头痛、头晕、精神疲乏等。

二、仪表检测

1、有下列情况之一者，定为自燃发火 1）煤炭自燃出现明火、火灾烟雾、煤油味等；

2）煤炭自燃使环境空气、煤层围岩及其它介质温度升高并超过70℃； 3）采空区或风流中出现一氧化碳(CO)，其浓度已超过矿井实际统计的临界指标，并有上升趋势。

有自燃倾向煤层的掘进工作面和回采工作面必须需设置CO传感器和温度传感器对采空区或回风流中CO和温度进行时刻监测。同时配备CO检测器，派专人在工作面及其回风流中进行检测，每天检测1次并作好记录，发现异常情况马上报告安全管理人员和矿技术负责人。

2、有下列情况之一者，定为自燃发火隐患

1）采空区或井巷风流中出现一氧化碳，其发生量呈上升趋势，但尚未达到矿井实际统计的临界指标；

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2）风流中出现二氧化碳(CO2)，其发生量呈上升趋势，但尚未达到矿井实际统计的临界指标；

3）煤炭、围岩及空气和水的温度升高，并超过正常温度，但尚未达到70℃；风流中氧(O2)浓度降低，其消耗量呈上升趋势。

第五章煤矿防灭火系统

第一节 喷洒阻化剂灭火

一、阻化剂防灭火

阻化剂的作用就是利用阻化剂分子与煤体表面活性分子的相互吸引，破坏煤体表面自由力场，促使氧原子(O)恢复到分子状态(O2)，使煤表面活化物质氧化反应速度放慢或者抑制，起到阻化作用。

1、阻化剂种类很多，根据我国其他矿区采用阻化剂经验，阻化剂主要有氯化铝、氯化钙、氯化镁、水玻璃等。因氯化钙阻化率高，本次设计采用氯化镁作为阻化剂，阻化剂浓度为20%，阻化率为80%。

2、工艺及设备

采用机动性阻化剂喷洒系统，利用矿车或自制箱体作为贮液箱，配备注水泵组成阻化剂压注系统。向煤壁喷洒阻化剂或向采空区喷洒阻化剂。

喷洒压注设备型号及参数 喷洒压注设备型号及参数 3、阻化剂喷洒地点

阻化剂喷洒地点主要为采煤工作面煤壁、采空区、巷道高冒区。 4、参数设计 （1）喷洒时间及次数

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在交接班期间进行喷洒；采面每推进四个循环，向采空区喷洒一次，当工作面回风流中CO浓度及温度有升高趋势时，每个循环喷洒一次。工作面上下顺槽口的煤壁处及浮煤相对较多要重点喷洒。

（2）喷液质量

阻化剂的配比浓度在10%-20%之间，水箱一次加水约250㎏，一次放入一袋阻化剂，配比好的一箱溶液可持续喷20分钟左右。喷洒时保证阻化剂液要覆盖全面、均匀，喷洒一遍的溶液量为0.72m3

(约3水箱水)。

（3）喷液期间，安设专人检测工作面及回风巷风流中的氧气浓度，当发现氧气浓度低于18.5%时，工作面立即停止作业，撤出人员，同时降低阻化剂量或停止喷洒。

（4）负责喷洒人员在切顶排向采空区进行喷液，应保证所在地点支护良好，不受矸石冒落威胁。

（5）随着采面的向前推进，回柱工负责将采面敷设的主管路向前挪设。尽量避免在挪设过程中将枪线内流入杂物，堵塞喷头。

二、喷洒阻化剂 操作方法： 1、施工前的工具、材料准备

（1）首先在综采工作面进风巷的安全地点（回风巷超前支护以外），安装喷洒阻化剂压力泵及配套的专用水箱。

（2）准备枪线（φ16）40米、截止阀1个、两组完好的专用喷头及4付防腐手套。

（3）将阻化剂提前运到待喷地点，要做到少运、勤运。 2、安装设备、敷设管路

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①、由施工单位的机电维修工将压力泵提前安装调试好。 ②、喷洒阻化剂时不再重新敷设管路，借用采面打眼的压风枪线 （φ25）作为主管路，负责操作施工人员先把压风管路的控制阀关闭，将其内部的压力释放完后，再把从压力泵引出的两根枪线（φ16）连接到在回风巷口处的三通阀门处。在两根枪线（φ16）中间安设一个总控制阀门。

③、将主管路安设在密集排，并保证每隔10米设有一个三通阀门，三通出口直径为φ16，然后将配备有专用喷头的两组枪线与其相连接，一组喷射，一组备用，根据喷洒范围，随喷随移动连接点。

④、管线连接好后，将专用水箱加水，试运转压力泵，检查管路畅通，无漏液现象，确保喷头雾化良好。

3、配比阻化剂液

按照阻化剂10%的浓度配液，将水箱内加满水（约250㎏），倒入一袋阻化剂（25㎏），用木棍搅拌均匀，使阻化剂充分溶解。然后将水箱盖关闭，避免进入杂物堵塞管路。

4、实施阻化剂喷洒

①、喷洒整过程不低于3人，一人负责压力泵正常运转及观察水箱内的水位情况，一人在主管路的分支处负责开关阀门，一人手持喷头喷洒。

②、由于阻化剂溶液具有腐蚀性，要求参与施工人员佩戴防腐蚀手套，喷洒时避开支柱，如有不慎喷洒到支柱或喷溅到皮肤上时，要立即用清水冲洗干净。

③、喷洒时顺序：按照由上而下的顺序进行，先从上回风巷开始，顺采面倾斜方向喷洒采空区，最后喷洒下运输巷。

④、从主管路的各三通阀门地点上下分别喷洒10米，两组枪线交替循环

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使用。

5、收尾

喷洒完毕后，用清水开泵运行10分钟后将水箱、压力泵及所用枪线冲洗干净，再把作为主管路的枪线与压风管路重新连接好。将剩余的阻化剂妥善安置。

三、防腐措施

采用阻化剂防灭火时，应遵守下列规定：

1）选用的阻化剂材料不得污染井下空气和危害人体健康。

2）必须在设计中对阻化剂的种类和数量、阻化效果等主要参数作出明确规定。

3）应采取防止阻化剂腐蚀机械设备、支架等金属构件的措施。 （1）高压胶管、喷雾器必须保持完好，严禁泄露。

（2）喷雾器必须伸入采空区喷雾，不得在采面风速较大的地点开启喷雾器。

（3）喷洒工作安排在回柱放顶前进行，不得在放顶后再喷洒。 （4）每班喷洒完毕后，要及时用清水冲洗采面单体支柱。防止因风速较大点的雾状阻化剂漂移附着在单体支柱上。

第二节束管检测系统

我矿采用的是GC-4085型矿井气体多点参数色谱自动分析仪束管监测系统一套，该系统专业用于我矿火灾预报和防治工作。主要通过对自然火灾标志性气体的测定和分析。

1、用途

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主要对井下采煤工作面的回风隅角以及各个采空区密闭的O2、N2、CO、CH4、CO2、C2H4、C2H6、C2H2、C3H6、C4H10等气体含量实现采气监测，通过对自然火灾标志气体的测定和分析，及时预测预报发火点的温度变化，判断煤面的氧化情况，为煤矿自然火灾和矿井瓦斯事故的防治工作提供科学依据。系统在地面设监测、分析中心，利用微机控制，通过抽气泵将井下工作面密闭采空区的气体经束管抽至地面监测室进行监测分析。 2、组成

主要由粉尘过滤器、单管、束管、分路箱、抽气泵、气体采样控制柜、监控微机、束管专用色谱仪、打印输出设备、网卡、系统软件等组成。

3、系统工作原理

GC-4085煤矿束管色谱检测系统是在微机控制下，由地面抽气泵将气体抽入色谱仪，色谱仪检测出结果后，由电脑进行分析，整个过程都在微机控制下进行，自动化程度高。

系统工作时，先启动抽气泵，使束管内形成负压，即井下外部的压力大于束管内的压力，使井下气体被吸入束管，到达井上的电磁阀前并处于等待检测状态。气相色谱仪达到稳定工作状态后，微机通过控制接口板输出一个开关量给驱动电路，驱动电路的继电器吸合，接通某一路束管的电磁阀，该路束管内的气体被送入色谱仪中，由色谱仪开始分析。色谱仪的分析结果被送到微机内的数据采样接口板上，经过信号放大，模数转换，将模拟量变成数字量，然后由分析软件进行处理，形成谱图和分析结果，分别在屏幕和打印机上表现出来，完成某一路束管气体的检测分析过程。在需要多路检测的时候，由微机按照用户设定的检测顺序和检测次数自动循环进行，无需人工干涉，可实现24小时连续在线检测与分析，所有分析数据均可保留。以便工作人员

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