修改赵家沟2013矿井灾害预防及处理计划.doc

山西石楼华润联盛赵家沟煤业有限公司 灾害预防与处理计划

矿井灾害预防和处理计划

为了贯彻落实"安全第一、预防为主、综合治理、总体推进"的安全生产方针，做好矿井各类灾害事故的预防和处理，圆满完成公司下达的2013年度各项安全生产指标，并能在一旦发生事故时有效控制局面，排除影响，减少损失，保障国家财产和职工的生命安全，结合我矿实际情况，按照《中华人民共和国安全生产法》、《煤矿安全规程》和集团公司有关规定，我矿编制了《2013年度灾害预防和处理计划》。
使全体员工进一步了解各种灾害事故的发生规律，掌握各种灾害事故的发生预兆，以便在发生灾害时及时采取切实有效的预防措施和处理方法，达到减少事故发生和控制事故扩大及恶化的目的。
第一章 概况
第一节 矿井概况
山西石楼华润联盛赵家沟煤业有限公司井田位于，石楼县罗村镇东南9公里处的原则河村一带，隶属罗村镇管辖。距石楼县城直线距离26 km左右。地理坐标：东经 111°00′ 40″- 111°02′41″，北纬 36° 55′ 03″- 36° 57′15″。
井田与石楼有简易公路相通、距石楼--交口县级公路1Km，距孝午公路30㎞左右，从石楼县、交口县向东可与108国道及大运高速公路相接，从石楼县向西可与陕西省相接。
矿区位于吕梁山南端，属晋西黄土高原，区内全为黄土覆盖。“V’及“U”字型冲沟发育，地形海拔多在1330—1450m间，最低点位于井田中部通往冀家沟的沟谷中，海拔1320.0m；最高点位于井田东南部山头，海拔1513.50m，最大相对高差193.5m，为中低山区。
该区水系属黄河流域，屈产河支流，雨季有山洪由张家沟、温家沟流进南部东石羊河，流入屈产河，屈产河向西北方向汇入黄河。
一、 矿井地质
（一）地层
井田位于河东煤田中部南段，区域地层为奥陶系中统峰峰组，石炭系中统本溪组、石炭系上统太原组，二叠系下统山西组及下石盒子组、二叠系上统上石盒子组和第四系中上更新统。将本井田地层由老到新分别叙述如下；
1、奥陶系中统峰峰组（o2f）
为浅、深灰色，地表为灰黄色、黄褐色、石灰岩、泥灰岩云质泥灰岩加薄层白云质灰岩，厚度大于100米。
2、 石炭系中统本溪组（c2b）
3、 厚度12.13---25.23米，平均17.24米，与下伏地层呈平行不整合接触，为一套海陆交互相沉积建造，其底部为褐红色山西式铁矿，多呈鸡窝状断续分布，铁矿层之上为浅灰色G层铝土泥岩，夹有1—2层不稳定煤线及石灰岩透镜体。
3、石炭系上统太原组（c3t）
连续沉积于下伏本溪组之上，为一套海陆交互相含煤建造，井田主要含煤地层之一，由灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰色中细砂岩和3层石灰岩及煤组成，底部以一层灰白色细砂岩（K1）与下伏地层分界，本组厚88.07-125.31米，平均103.36米。
4、二叠系下统山西组（p1s）
与下伏太原组成连续沉积，为一套陆相碎屑岩沉积含煤建造，为井田主要含煤地层之一，由灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和深灰色砂岩及煤组成。本组底部为K7长石石英砂岩，具大型板状斜层理，本组厚度38.41-63.30米，平均53.67米。
5、二叠系下统下石盒子组（p1x）
连续沉积于下伏山西组之上，主要由黄绿色、灰白色砂岩和深灰色砂质泥岩、泥岩组成。底部以一层中细粒含菱铁质长石石英砂岩K8为底与下伏山西组分界。平均厚度110.19米。
6、二叠系上统上石盒子组（p2s）
连续沉积于下伏下石盒子组之上。主要由灰黄色、浅灰色中细粒砂岩及灰一深灰色、含紫色斑团的泥岩组成。该段以灰白色、具泥质包裹体的中细粒砂岩（K10）为底与下伏下石盒子组分界。区内本组沉移不全，最大残积厚度120米。
7、第四系中、上更新（Q2+3）
角度不整合于下伏地层之上，岩性主要由褐黄色、浅黄色亚粘土、亚砂土组成，含钙质结核，广泛分布于全区。厚20-190米
井田内含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。含煤地层平均总厚157.03米。
含煤地层共含煤8层，煤线2-3层（未编号），煤层自上而下为1、2、4、6、7、9、10、11号煤，其中2、4、10、11号煤层为稳定可采煤层，煤层总厚7.78米，含煤系数4.95%。
2号煤层位于山西组中下部，上距K8砂岩40米左右，煤层厚0-4.7米，平均1.43米，为井田内大部分可采煤层，井田西北部由于沉积缺失及地层剥蚀而缺失，赋煤区位于井田北部和东南部，可采区位于赋煤区段北部和中南部，呈东南厚西北薄之趋势，煤层较稳定，含0-1层炭质泥岩夹矸，结构简单。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩。
4号煤层位于山西组下部，上距2号煤1.95-3.94米，平均3.27米，为井田内大部发育，大部可采之较稳定煤层，井田西北部由于地层剥蚀，4号煤层缺失，赋煤区位于井田西北部和东南部，在此区段内煤层全部可采，每层厚0.98-3.13米，平均2.32米，煤含0-1层炭质泥岩夹矸，结构简单。煤层顶板为泥岩，底板为泥岩、粉砂岩或细砂岩。
2、4号煤层特征详见下表：
含
煤
地
层
煤层
编号
煤层厚度
（m）
煤层结构
顶板
岩性
底板
岩性
煤层稳定
可采程度
最小-最大
平均
类型
2号
0-4.17
1.43
简单
泥岩、砂
质泥岩
泥岩
较稳定
4号
0.98-3.13
2.23
简单
泥岩
泥岩、粉砂岩或细砂岩
较稳定
总之，矿井地质构造属于中等类型。
（二）、井田构造
1、单斜构造
本井田总体构造呈一单斜构造，地层走向近于SN，井田南部地层向东倾伏，北部地层向西倾伏，地层倾角9-34°，北部较陡，南部变缓。
2、断层构造
本井田地质构造较复杂，我矿委托山西省晋中市四方地震勘探科技中心，为本井田进行了全面地震勘探，提供了本次地震勘探成果资料，确定了井田内发育6条逆断层，1条正断层。位于北西井田边界处有一个陷落柱。
现将断层叙述如下：
（1） F2号逆断层：
井田内F2号逆断层分布在井田中西部，断层走向346°，断层倾向256°，倾角70°。落差：H=240-280m，延伸长度2035m左右，被F4号断层截止。控制了井田西部煤层的边界。该断层由ZK中33-5号钻孔揭露控制。
（2）F3号逆断层；
井田外F3号逆断层发育于井田西部边界附近，为区域大断层之一，落差达1000m以上。断层走向351°,断层倾向81°，倾角45°,落差为:H=1000m。受区域构造控制，为井田外断层。
（3）F4号逆断层：
井田内F4号逆断层发育于井田东部，也为区域大断层之一，断层落差:H=180—240m，断层走向由NE15°在103号钻孔附近变为SE17°，倾向由南向北为NE向，在103号钻孔附近变为SE向。断层倾角48°。井田内延伸长度1100m。103号、203号钻孔控制了该断层。该断层在井田内延伸1600m左右。
（4）F5号逆断层：
井田内F5号逆断层为地震推测断层，该断层发育于井田101号和102号钻孔之间，推测断层落差:H=0-100米，断层走向20°，断层倾向E，断层倾角110°，井田内延伸长度2530m。
（5）F6号逆断层：
井田内F6逆断层为地震推测断层，该断层发育于井田中西部，断层走向26°,断层倾向116°，断层倾角45°，推测断层落差：H=0-130m，井田内延伸长度1110m。
（6）f1号正断层：
井田内f1号正断层位于井田北东部，推测为F2的次生断层，断层走向 NE 22°，断层倾向291°，断层倾角60°。断层落差:H=0-80m，井田内延伸长度为540m，2007年采掘实见。
（7）f2号逆断层：
井田内f2号逆断层位于井田中南部，推测为F4的次生断层，断层走向NE40°，断层倾向130°，断层倾角75°。断层落差:H=0-16m，井田内延伸长度为420m，2007年采掘实见。

井田大断层一览表
断层编号
断层 走向
断层倾向
断层 倾角
落差（m）
断层性质
说 明
备注
F2
346°
256°
70°
240-280
逆断层
井田内断层延伸出全井田。
地震
F3
351°
81°
45°
1000
逆断层
为井田外断层。
地震
F4
15°
90°
48°
180-260
逆断层
井田内延伸长度1600左右米。
地震
F5
20°
110°
70°
0-100
逆断层
井田内延伸长度2530左右米。
地震
F6
26°
116°
45°
0-130
逆断层
井田内延伸长度1110左右米
地震
f1
22°
292°
60°
0-80
正断层
井田内延伸长度540米左右。
实见
f2
40°
130°
75°
0-16
逆断层
井田内延伸长度420米左右。
实见
井田内地层或煤层，受构造断层影响，一般会有次一级构造断层产生，全井田来看，小的构造次生断层一定很多，对采掘会有一定影响，构造复杂程度属于构造中等矿井。
3、椭园形陷落柱
该陷落柱由山西晋中市四方地震勘探科技中心地震成果资料，资料中提出，井田西南部有一格椭圆形陷落柱，该陷落柱为椭圆形，长轴长约150米，短轴长约75米。目前在开采4号煤层，还没有实见。
（三）、岩浆岩
本井田内未发现岩浆岩侵入。
二、水文地质
1、地表水
井田内沟谷发育，平时干涸无水，仅在雨季较大沟谷有溪流，流量小，时间短。井田内大部分为黄土覆盖，多为耕地。井田内沟谷为掘产河支流，地表水由东向西至石楼县城附近汇入掘产河，掘产河发源于石楼山，是石楼县最大的河流，常年有水，但水量很小，只在洪水期才能形成交汇的洪流。井田内无常年地表水体。地表水系属黄河流域。
2、含水层
（1）奥陶系中统上马家沟组、峰峰组碳酸盐裂隙-岩溶含水层组。
井田内无出露，区域原则河林场一带大面积裸露。岩性为灰一深灰色石灰岩、白云质灰岩，裂隙、溶洞发育，含裂隙岩溶水。据井田南邻梁家河煤矿勘探时资料，单位用水量0.692L/S.m,渗透系数6.70m/d，水位标高1876.89m，水质为重碳酸钙镁型，矿化度466mg/L，总硬度336.48mg/L。
（2）石炭系上统太原组石灰岩裂隙一岩溶含水层组
主要为K2、K3、K4三层石灰岩，岩层发育较稳定，含裂隙一岩溶水，钻孔钻进至三层石灰岩时，消耗量略有增加，据梁家河煤矿勘探资料，钻孔消耗量0.01-0.02m3/h，含水性应不大，地下水的流向大致由北向东南，与岩层产状基本一致，含水性能弱与构造、裂隙发育程度及埋深有密切关系。
（3）二叠系下统山西组及下石盒子组下段K8及上部砂岩裂隙含水层组
为层间裂隙水，以中细砂岩为主，厚度变化大，据梁家河煤矿勘探资料，消耗量0.01-0.1m3/h。
（4）二叠系上统上石盒子组砂岩裂隙含水层组
为层间裂隙水，以中细砂岩为主，厚度较大，裂隙不甚发育，据梁家河煤矿勘探资料，消耗量0.01-0.02m3/h。
（5）基岩风化裂隙含水层组
为裂隙潜水，局部地段为承压水，受基岩岩性和地形地貌影响，含水性随风化裂隙的发育程度而异，主要受地面水及大气降水影响，一般低处风化壳要比高出风化壳含水性强。钻孔钻至该层位时，冲洗液消耗量较大，甚至全漏，含水性较强。
（6）第三系上新统砂砾孔隙含水层组
区内分布广泛，含水层主要为其间的3-4层砂砾层，含孔隙潜水。据梁家河煤矿勘探资料，单位用水量0.0013L/S.m，渗透系勒0.0971m/d，水位标高1323.55m，水质为重碳酸钙镁型，PH值为7.76，矿化度537mg/L，总硬度319.96mg/L。
（7）第四系冲洪积孔隙含水层
较大沟谷中有分布，以砂砾为主，含水性差，随季节和降雨的变化而变化。
3、矿井充水因素分析
井田内无大的地表水体，沟谷属屈产河支流，沟谷中平时水流很小，仅在洪水期才有较大洪流。煤层埋藏较深，一般地表河水对开采矿无大的影响，值得指出的是，雨季洪水多为突发性的洪流，流量又急又大，因此矿井井口与储煤场一定要建筑水坝，以防洪水袭击造成危害。
矿井水文地质类型属于中等类型
4、矿井涌水量
矿井实测正常涌水量：800m3/d；最大涌水量：922m3/d。
三、 开采煤层
井田内共有可采煤层4层，为山西组2、4号煤层和太原组10、11号煤层。根据钻孔资料和矿井生产揭露情况，现对各可采煤层分述如下：
1、2号煤层
位于山西驵中部，上距K5砂岩标志层40m左右，煤层厚0.44～2.5m，平均1.47m。井田内煤层大部分可采，2号煤层定为一类一型。井田西北部由于地层剥蚀，可采区位于井田赋煤区段北部和东南部，东南地层较厚，西北地层有变之趋势，煤层稳定含0-1层夹矸，夹矸为炭质泥岩，结构简单。北部、东部煤层被剥蚀，老地层翘起，煤层往西地层翘起，煤层被剥蚀。井田中部煤层为风氧化。煤层直接顶为泥岩或砂质泥岩直接底板为泥岩。
2、4号煤层
位于山西组中下部，上距2号煤1.95—22.86m，平均4.85m。该层煤井田内全区可采，为稳定煤层，井田西北部由于地层剥蚀，4号煤层缺失，赋煤区位于井田西北部和东南部，煤层厚1.03—3.95m，平均2.49m，煤含0—1层夹矸，夹矸为炭质泥岩，结构简单。4号煤层定为一类一型。北部、东部煤层被剥蚀，老地层翘起，煤层往西地层翘起，煤层被剥蚀。井田中部煤层为风氧化。煤层顶板为泥岩直接顶，底板为泥岩或粉砂岩及细砂岩。
3、10号煤层
10号煤层位于太原组下部，距上部4号煤层间距70.42—89.73m，平均80.74m，为井田内大部分可采稳定煤层，井田西北部由于沉积变薄及地层剥蚀而缺失。赋煤区位于井田西北部和东南部，可采区位于赋煤区南部，井田地层为东北厚、西南薄、南北向中部厚、东西两侧呈变薄趋势，煤厚0-2.38m，平均1.05m，含0-1层夹矸，夹矸为炭质泥岩，结构简单，10号煤层定为一类一型。北部、东部煤层被剥蚀，老地层翘起，煤层往中部尖灭。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩或细砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。
4、11号煤层
位于太原组下部，上距10号煤层3．40—15．69m，平均6.95m，为井田内大部分可采之较稳定煤层，井田西北部由于沉积缺失及地层剥蚀缺失。赋煤区位于井田东南部，可采区位于赋煤区段东南部，呈东厚西薄之趋势，煤层稳定性为二型，煤厚0—3.03m，平均1.24m，含0-2层炭质泥岩或泥岩夹矸，结构简单，煤层顶板为泥岩或砂质泥岩，底板为泥岩。该层煤位于赋煤区段东南部，为东部厚西部薄趋势，煤层较稳定，结构简单，11号煤层定为一类二型。北部、东部煤层被剥蚀，老地层翘起，煤层往中部尖灭。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩。
四、开 拓 方 式
矿井采用斜井、竖井混合开拓方式，工业广场布置两个斜井、一个立井开拓。
主斜井井筒净宽为3.7m，半圆拱断面，倾角24°净断面10.9m2，斜长345m，装备B=800m大倾角胶带输送机，单轨检修道，担负矿井提煤进风任务，是矿井的一个安全出口；
副斜井半圆拱断面，倾角21°，净宽为3.0m，净断面积8.9m2,斜长345m装备单钩串车及人行道，担负矿井下料、上下人员、下大件及进风任务，是矿井的一个安全出口；
回风立井井筒直径3.0m，净断面积7.1m2，垂深126m,设梯子间，为矿井前期的专用回风井，兼安全出口。
五、 生产工艺
本矿60万吨机械化采煤升级改造矿井，批准开采2#—11#煤层；批复矿井生产能力60万吨/年，采用高档普采采煤工艺。
2号煤一采区布置一个高档普采工作面，工作面采用采煤机割煤，螺旋滚筒装煤，可弯曲刮板输送机运煤，运输顺槽运煤采用可伸缩带式输送机。布置两个普掘掘进工作面。掘进工作面机械设备有： SGB-420/30刮板机、DSP650/40型胶带输送机、FBD№5.6/2×11型局扇、MSZ-12型煤电钻、EZ2-2.0型岩石电钻、MYZ-200型探水钻、MYT-120锚杆机、JD-11.4型调度绞车等。
回风顺槽沿2号煤层底板布置，巷道内铺设单轨，轨距600mm，轨型22kg/m。巷道采用矩形断面，锚网支护，锚索补强。巷道净宽3.2m，净高2.2m，净断面7.04m2。
胶带顺槽沿2号煤层底板布置，胶带顺槽断面按铺设一台带宽800m的可伸缩胶带输送机设计。巷道采用矩形断面，锚网支护，锚索补强。巷道净宽3.2m，净高2.2m，净断面7.04m2。
工作面开切眼沿2号煤层底板布置，采用矩形断面，顶板锚网支护，并且每隔3m打三根4m长的锚索挂钢带补强支护。巷道净宽4.00m，净高1.47m，平均净断面5.88m2。
（一） 采煤工艺如下：
工作面采用端头斜切进刀，双向割煤，采煤机截深0.6m，循环进度0.6m，三采一准，日循环个数15个，正规循环率取0.9，采煤工作面回采方向采用后退式，采区回采率取80%，工作面回采率取95%。其工艺流程为：采煤机在端头斜切进刀→割煤→移梁→推移输送机→支柱。端头斜切进刀长度25m，推移输送机距采煤机后滚筒10～15m。
采煤机的型号选用MG170/411-WD无链牵引采煤机，截割滚筒电机功率为340KW；选用SGZ630/220一部可弯曲刮板输送机；转载机、破碎机、可伸缩胶带机。转载机选用SZZ730/75型刮板转载机，输送能力630t/h，电机功率75kW；破碎机选用PLM1000型破碎机，过煤能力1000t/h，电机功率110kW；可伸缩胶带机选用DSJ80/45/2×75型，输送能力450t/h，电机功率150KW；选用BRW80/35乳化液泵，配XRXTA型乳化液箱二个组成泵站。其额定压力35Mpa，额定流量80L/min。喷雾泵选用MG170/411-WD型采煤机配套喷雾泵站要求水压6.3Mpa，流量320L/min，选用BPW320/6.3型喷雾泵两台，一用一备，功率45kW，WGZ1型过滤器组件配套组成泵站。
（二）工作面顶板管理
工作面支护选用DW16-300/100型单体液压支柱，配DFB2600型金属顶梁，采用密集支柱切顶。工作面上下端头选用DW25-250/100单体液压支柱配DFB2800型金属顶梁，四对八梁，一梁三柱支护。工作面上下顺槽超前支护长度为20m，选用DW25-250/100型单体液压支柱配DFB2800型金属顶梁， 一米一棚，每棚2柱。工作面支架布置，根据采煤机的割煤速度和机道最小宽度，排距0.6m，柱距0.8m，采用“三四排”管理顶板，最小控顶距3.2m，最大控顶距3.8m。
（三）通风系统
通风：矿井采用中央并列式通风方式，地面安装FBCZ—6—NO17B型，功率75KW轴流式通风机两台，一备一用。风量范围为22-56m3/S，负压范围210Pa-1120Pa，矿井总风量计算按采、掘工作面、机电硐室、其他地点实际需要总和进行计算。回风，掘进工作面采用局部通风机通风，工作方法为机械压入式。
（四）提升系统
1）主斜井提升设备
主斜井：主斜井净宽3.7m，净高3.35m，倾角24°，料石砌碹，敷设检修道。装备JTK—1.2型单滚筒绞车1台，担负主斜井皮带检修任务。井筒装备DTL80/18/90×2型皮带机，功率90KW担负矿井部分煤炭提升任务。
提升方式：斜井提升；提升长度：340m；滚筒直径：B=2.0m；带速：V=1.6m/s；提升能力：Q=100t/h；驱动电机：N=55kw；井筒垂深：176m；主井绞车安装有完善的安全保护装置。
2）副斜井提升设备
副斜井净宽3.0m，净高3.0m，倾斜角21°，料石彻碹，单轨运输。装备JTK—1.6型单滚筒绞车1台，担负矿井辅助提升和部分煤炭提升任务。
提升方式：单钩串车平车场；提升长度：329m；驱动电机：N=45kw；井筒垂深：136m；钢丝绳采用直径18mm。钢丝绳在滚筒上1层缠绕。
提升绞车具有防过卷、防过速、闸间隙保护、松绳保护、减速功能保护、过负荷和欠电压保护功能。井底和井口、井口和司机间有可靠的信号装置联络并有直通电话。
（五）运输系统
运煤系统：采煤工作面—运输顺槽—溜煤眼—井底煤仓—主斜井—地面。工作面和顺槽用刮板机兼皮带运输，主斜井皮带机运往地面。
辅助运输：材料经副井井底车场，通过轨道运输至各采掘工作面。
（六）供电系统
山西石楼华润联盛赵家沟煤业有限公司为基建矿井，在工业场地负荷中心已建10kV地面变电所一座。10kV双回路电源一回引自罗村镇35kV变电站10kV母线段(主电源)，导线型号为LGJ-95mm2，输电距离约2km；另一回引自农电10kV变电站10kV母线段(备用电源)，导线型号为LGJ-70mm2，输电距离约3km。双回供电线路，一回工作，一回(带电)备用。该矿与石楼电力公司签定的供用电合同确定：变电站可供3160kVA。
1、地面供电系统
矿井10kV地面变电所10kV和0.4kV均为单母线分段接线，高低开关柜和变压器分别为室内、外布置。主变压器选用S9-630/10 10/0.4KVA变压器2台，容量为1260kVA，二台使用，二台备用，主要承担地面1#副井绞车、1#主通风机、副井绞车、深井泵、1#监控室、办公室、机修车间、木工房、1#空压机、热风炉及地面照明系统等负荷用电，其中主通风机、压风机、主提升皮带、副井绞车为双回路供电；正常情况下两主变压器分列运行，负荷率为80%，负荷保证率为100%。
2、低压配电系统采用TN-C-S系统，在建筑物进户处做总等电位联络或重复接地。电气装置的金属外壳均做保护接地。手持式移动设备和照明配电系统中的插座回路应装设带漏电保护的断路器。厂区内高于15m之建(构)筑物装设避雷带，10kV变电所及锅炉房烟囱设避雷针，变压器周围设接地网。引入井下的金属导体均在井口处设可靠接地，且接地点不得少于2处。
3、该变电所以10kV双回路向井下中央变电所供电。
①井下供电系统
该矿井副斜井井底车场设有井下中央变电所，采用10kV下井双回路供电，电源引自矿井10kV变电所不同母线段。下井电缆采用MYJV22-3×70+1×25粗钢丝铠装电缆，沿副斜井敷设至井下中央变电所，输电距离530m。正常情况下两线路分列运行，当一回路故障时，另一回路仍能满足矿井井下全部负荷用电。
（七） 排水系统
在2号煤层一采区轨道大巷端头设2号煤采区水泵房，选用MD85-45×4型离心水泵三台，三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修。采区水经2号煤轨道巷敷设的排水管路，排至副斜井井底主排水泵房水仓。
井底车场建有一个中央水泵房， 有主、副两个水仓，总容积为705m³。选用3台MD85-45×6型水泵，1台工作,1台备用,1台检修；该泵额定流量为85m3/h，额定扬程为270m，额定效率72%，额定的汽鉵余量为4.2m。最大涌水时为2台工作，1台备用。矿井水经泵房、主立井敷设的2趟Φ133×6型无缝钢管，吸水管选用Φ159×4.5型无缝钢管。排水管沿副斜井敷设二趟至地面矿井水处理沉淀池。
（八）静压洒水
采用地面高位水池静压供水。用副斜井4寸钢管，顺槽用2寸静压洒水钢管。用水地点为两巷道内降尘水幕、冲洗煤尘、各转载点喷雾洒水、乳化液泵站等。
（九）压风系统
在地面工业广场空压机房设置有R132IV-A8型空气压缩机共2台。配套电动机IY-315M-4132KW，400V，排气量为22.3 m3/min，排气压力0.85Mpa，冷却方式为风冷。储气罐为2m3立式储气罐。安装一趟Ф75mm压风管路由副斜井向井下供气。
地面压风机房—副斜井—井底车场—轨道大巷—回采、掘进工作面
（十）通讯系统
井下中央变电所、中央水泵房、各工作面机头、运输巷口均安装一部KTH108型隔爆型电话通过井上HY—128型交换器与井口检身房、调度室、各办公室对组科室及矿领导互通的矿用内线电话。在矿井调度室及各矿井领导办公室均安装外线电话，确保与外界的信息畅通。
（十一）监测监控及人员定位系统
1、 瓦斯监控系统
矿井现有KJ70型安全监控系统,设在矿办公楼生产调度中心，性能稳定可靠。地面设监控主机两台，同时，互为热备用，全矿井实行了瓦斯全方位监测监控，目前井上下设AK201C分站5个，传感器18个，各联络风门都安装风门传感器，主斜井、副斜井底均安装温度传感器，总回风巷、工作面回风巷均安设风速传感器，其它温度传感器、负压传感器等各种传感器齐全有效。实现了瓦斯超限断电、报警功能。每10天由标校人员自行用规定标校气样对瓦斯传感器进行标校一次。每班配一名巡检员跟班检修维护，安全监控系统24小时不间断监测监控运行正常稳定，能及时准确地反映井下瓦斯情况，并实现四级联网。
2、人员定位系统
人员定位采用KJ249系统。当矿井发生灾害时，确定各巷道、受灾地点的人数。井下人员定位系统，实现了人员出入井全方位监控，目前井下设分站4个，动态目标识别器8个（例：4104回风顺口、2104回风顺口、皮带巷延伸口、井底车场、副斜井口等）。
（十二） 地面生产系统
经井底煤仓下安装的无级调速K-4给煤机将原煤给到主斜井胶带输送机上提升出井，经转载胶带输送机送到筛分楼YAH1548型圆振动筛（筛面面积7.2m2），圆振动筛对原煤按±50mm分级，+50mm的块煤入手选带式输送机手选拣矸后,与筛下-50mm末煤混合经上仓带式输送机输送到圆筒仓上部，由犁式卸料器配仓储存待外运销售。手选矸石直接用手选带的回程带运到矸石溜槽堆放到选矸楼外临时排矸场地堆放，由JL-50型装载机装入汽车外运至永久矸石场。
主斜井地面工业广场，主斜井西北侧建一个储煤筒仓，直径18m，总高约38m，总储煤容量5500t，能满足矿井原煤外运受阻时3天的出煤量。
煤炭外销计量采用无基坑数字式汽车衡计量。
b地面材料运输
井下所有坑木、机械设备及材料等主要依靠窄轨铁路运输。
副立井井井口车场与器材库、机修车间、消防材料库、坑木加工房间有轨道连接。
c辅助建筑
辅助生产区位于工业场地南部，以副斜井为中心布置辅助生产区。主要有联合建筑、副斜井绞车房，副斜井井口房、空气加热室、机修车间、油脂库、器材库及器材棚、消防材料库及岩粉库、坑木加工房等建筑；在副斜井东北侧布置有井下水处理站，在副斜井东南侧山上布置有日用消防洒水系统。
第二节 矿井年度采掘衔接计划
2013年我矿计划掘进4102、2301、2302三个工作面的进、回风顺槽与切眼以及三采区探巷；
开拓巷道为三采区回风大巷、运输大巷、采区水仓、北翼三条大巷；
计划回采推进2101、2102工作面及2301工作面的部分范围。
2013年计划平均布置3个回采工作面，全年回采煤量共计16.83万吨。
2102工作面可采长度为405m，工作面长90m，回采起止时间为2013.1—2013.11，可采煤量为7.4万吨。
2101首采工作面（受断层影响）可采长度为200m，工作面长平均为69m，本工作面专供政府上级主管部门检查验收，回采起止时间为2013.1—2013.8.31，可采煤量为2.8万吨。
2301工作面可采长度为300m，工作面长100m，回采起止时间为2013.9-12，（剩余产量在2014年回采），采出煤量为2.8万吨。
2013年计划平均布置6个掘进工作面，全年掘进进尺为4070m，掘进煤量合计3.83万吨。月工作天数为25天，日三班作业，因地质条作差，煤巷单头日平均进度3.6m，月进90m，采用锚网支护，爆破落煤，人工攉煤刮板运输。
2#煤层掘进巷道有：三采区回风、三采区运输、北翼三条大巷、2301进风顺槽、2301回风顺槽、2301切眼、2302进风顺槽、2302回风顺槽、2302切眼。掘进起止时间为2013.1—2013.12。巷道设计断面为6.4㎡，巷道长度分别为：三采区大巷设计长度为258m，顺槽设计长度为330m，切眼设计长度为100m；北翼三条大巷设计断面为8㎡长度分别为395m掘进起止时间为2012.7—2012.12；
2#总进尺为2990m，掘进煤量为2.76万吨。
4#煤层掘进顺槽有：4102回风、进风、切眼，掘进起止时间为2013.1—2013.12。巷道设计断面为6.4㎡，巷道长度分别为：顺槽设计长度为510m，切眼设计长度为100m；
4#总进尺为1220m，掘进煤量为1.07万吨。
三采区临时水仓设计全长60m，布置在岩层中。水仓容量300m³。
第三节 可能导致各类事故的条件、原因和地点
（1）瓦斯
矿井瓦斯等级根据吕梁市煤炭工业局吕煤安字(2012)57号文《关于吕梁市2011年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》山西石楼华润联盛赵家沟煤业有限公司矿井绝对CH4涌出量为0.68m3/min,绝对CO2涌出量为0.61m3/min，鉴定及批复均为低瓦斯矿井。
（2）煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性
根据山西煤矿设备安全技术检测中心2008年8月28日的鉴定结果，2#煤自燃等级为Ⅱ，属于自燃煤层，有爆炸危险性。
在生产的过程中，如果防尘措施跟不上，落煤、转载、运输的过程中，都是极易产生煤尘的环节，使大量的煤尘悬浮在风流中或落积在支架、巷壁、电缆、设备、巷道中，扩大了氧气的接触面积，使煤尘的氧化能力显著增强。煤尘受热后，单位时间内能吸收较多的热量使温度很快升高，而温度的升高又加快了氧化速度，同时，有的煤尘在一定的温度下（300—400℃）就能放出大量的可燃性气体，这些气体一遇高温，就会燃烧，燃烧所产生的热量又传递给附近的煤尘，使煤尘迅速燃烧，这样不断进行下去，氧化反映越来越快，温度越来越高，达到一定的程度时，便能发展为剧烈的爆炸。
井下作业环境煤尘对人体危害很大，长期吸入轻者引起呼吸道炎症、重者可导致尘肺病。此外，煤尘直接刺激皮肤可引起皮炎、角膜炎、进入耳内，使听觉降低等危害重大。
（3）其它灾害说明：
虽然煤尘灾害为我矿突出性自然灾害，但瓦斯、顶板、火、水等灾害防范同样不可忽视，如果不加以防治，也可造成很多发生事故的机率。
瓦斯：如果通风瓦斯管理不善，可造成采、掘工作面上隅角、采空区边界，顶板冒落的空洞内，低风速巷道的顶板附近，停风的盲巷中以及风筒送风远，风流达不到的掘进工作面瓦斯积聚，达到一定的条件可发生瓦斯爆炸事故，同时可引发煤尘爆炸事故。
顶板：顶板管理搞不好，预防措施不力，顶板岩性不了解，来压规律搞不清，支护的特性不掌握，预测预报不及时，地质变化带措施不力，这样难免有发生事故的可能性。
水：虽然本矿无古井、老窑分布，但不熟悉掌握本矿的水文地质情况以及含水层的赋存状况，在开采的过程中，水患预测预报不及时，心中无数，再加之排水设施的配备不力，地面防洪、防汛工作马虎，同样会遭受突发性的水害袭击。
火：虽然本矿煤层为自燃煤层，有发生火灾的可能，或由于管理上的疏忽，明火、明电、放炮违章、瓦斯事故、机械摩擦等都可能引起煤矿火灾，同样损失也是惨痛的，俗话说“水火无情”。
第二章 重大危险源评价
根据《山西石楼华润联盛赵家沟煤业有限公司重大危险源评价报告》的分析成果，现就我矿2013年还有可能出现的危险源分析、评价如下：
1.危险、有害因素辨识与危害程度
危险因素是指对企业员工造成伤亡和国家财产及设备造成突发性损坏因素，对该矿而言为瓦斯爆炸、采掘工作面冒顶、矿山爆破、提升运输、矿井水害、矿山火灾、电气事故、高处作业坠落、中毒窒息等。有害因素是指能影响企业员工的身体健康导致疾病，或对国家财产及设备造成慢性损坏的因素，是矿井在开拓、掘进、回采等生产过程中产生的，如瓦斯(CH4)、一氧化碳(CO)、硫化氢(H2S)、二氧化硫(SO2)、氨气(NH3)、煤尘、粉尘、噪声、振动等。
2主要危险、有害因素辨识与危害程度
2.1矿井瓦斯的辨识与危害程度
瓦斯灾害是煤矿井下生产主要的自然灾害形式之一，瓦斯在井下采掘空间中涌出达到一定浓度，可使人窒息、遇火燃烧、爆炸，特殊情况下可以出现瓦斯喷出或突出。瓦斯爆炸以及由瓦斯爆炸引起的煤尘爆炸是煤矿特大事故之一，会造成大量的人员伤亡，对煤矿企业带来重大经济损失，因此，从根本上控制瓦斯事故是搞好安全生产工作的重点。
1、瓦斯识别与分析
瓦斯在煤体内的赋存形式有游离和吸附两种状态，在进行采掘活动时，煤体内的游离瓦斯和部分吸附瓦斯解吸而进入采掘空间，当矿井生产过程中出现下列情况时，可能形成瓦斯积聚，造成瓦斯灾害，见表2-1。
表2-1 瓦斯危险、有害因素识别与分析表
标识
中文名：瓦斯 ，化学名：甲烷 ， 俗称：沼气
分子式：CH4 ， 分子量：16
理化性质
无色、无味、无嗅的气体
具有被煤吸附的能力
扩散性、渗透性强，比重0.554几乎比空气轻一半
具有燃烧、爆炸性、窒息性
燃烧和爆炸危险性
燃烧性：易燃 ， 浓度达到3%～5%遇火发出淡蓝色的火焰
引火温度：650～750℃
爆炸浓度：5～16%
对氧气的浓度要求：O2＞12%
危险特性：遇高温热源燃烧、爆炸，产生高温、高压及冲击波，引起火灾，破坏矿井生产系统及设备，产生大量的一氧化碳(2-4%)，使井下人员中毒死亡。还有可能进一步引起煤尘爆炸，扩大其危害性。
原因分析
1、 直接原因：电气火花、明火、爆破、摩擦撞击火花、雷击、煤层自燃。
2、 主要原因：
a、未建立瓦斯监控系统、瓦斯检查制度，没有按《煤矿安全规程》要求检测瓦斯；
b、采空区、回采工作面、掘进工作面局部冒顶处等瓦斯积聚；
c、地质构造带如断层破碎带和陷落柱处瓦斯涌出；
d、通风系统不合理，尤其是采掘工作面风量不足；
e、相邻煤层采空区的积聚瓦斯通过裂隙涌入采煤工作面；
3、人为原因：
a、瓦斯超限依然违章作业，例如矿井总回风道瓦斯浓度超过0.75%，采区回风巷和采掘工作回风流瓦斯浓度超过1.0%，仍未停止作业，采煤工作面瓦斯浓度达到1%未停钻；
b、爆破地点附近20m瓦斯浓度超过1%继续爆破，不按规定使用和充填炮泥；
c、违章在井下拆卸电气设备、电气设备失爆；
d、工人违章在井下吸烟；
e、违章指挥、违章作业。
2、瓦斯灾害的形式及危害：
主要形式有瓦斯窒息、瓦斯燃烧及瓦斯爆炸等。
1)瓦斯窒息：
矿井瓦斯涌出量较大，如果通风系统不合理、管理不善：停风的巷道未进行瓦斯排放就组织人员进行整修；因通风系统不完善导致发生风流反向，采空区高浓度瓦斯涌入巷道；工作人员误入未及时封闭的巷道；或由于停风导致瓦斯积聚而未采取措施撤出人员等情况，都可能导致瓦斯窒息事故的发生，造成伤亡。
2)瓦斯燃烧：
煤层瓦斯含量高，生产过程瓦斯涌出量大，如果通风不能将瓦斯稀释，将在局部地点形成高浓度瓦斯积聚，一旦有引火源则可能发生瓦斯燃烧，并可能酿成火灾，甚至引起瓦斯、煤尘爆炸等一系列灾难性事故。
3)瓦斯爆炸：
瓦斯爆炸发生的3要素是：瓦斯浓度达到爆炸界限(5%～16%)、氧气浓度达到12%以上和引爆火源。
煤矿井下存在的引爆火源主要有：明火、爆破火焰、电气火花、静电火花、摩擦火花等。这些火源在煤矿生产过程中是难以杜绝的。因此，在井下瓦斯超限和局部瓦斯的积聚达到爆炸界限时，接近火源都可能发生瓦斯爆炸，甚至导致瓦斯煤尘爆炸。
3、瓦斯危险程度分析
表2-2 瓦斯预先危险性分析表
危险
因素
事故原因
事故后果
危险
等级
防治对策
瓦斯爆炸
一、瓦斯浓度超限(达5～16%)：
1、通风系统不合理：采掘工作面没有足够的风量、风速不符合《煤矿安全规程》规定；
2、瓦检员漏检、假检、监控系统失控；
3、瓦斯局部积聚，尤其是回采工作面上隅角、巷道冒落的空洞内、盲巷中等。
二、高温火源：
1、 明火引起；电气火花；爆破引燃；摩擦撞击火花；雷击。
1、产生高温、高压及冲击波，摧毁巷道，破坏矿井生产系统，引起火灾；
2、产生大量的有毒