介休瑞东矿井防灭火设计方案说明文本.doc

介休瑞东矿井防灭火设计
13

山西介休义棠瑞东煤业有限公司矿井防灭火设计
目 录
矿井防灭火设计依据及基础资料 5
1矿井概况 5
1.1交通位置 5
1.2 地形地貌 5
1.3 河流水系 5
1.4 气象及地震情况 6
2煤层赋存条件 7
2.1 煤层及煤质 7
3 煤炭储量及开拓情况 14
3.1煤炭储量 14
3.2开拓方式 18
3.3开采技术条件及开采方法 18
4 通风及灾害情况 18
4.1通风情况 18
4.2 瓦斯及其涌出情况 19
4.3地温 19
4.4 煤的爆炸性、自然倾向性及发火期 19
矿井灌浆防灭火系统 20
1 灌浆设备选择 20
2 灌浆方法 22
3 灌浆参数的选择及日灌浆量、时灌浆量计算 22
4 灌浆材料的选择 25
5灌浆管路的选择 26
6 灌浆疏水系统及预筑防火墙 28
7 灌浆量计算 30
7.1灌浆用土量Qt 计算 30
7.1.1按采空区灌浆量计算 30
7.1.2按日灌浆量计算 31
7.1.3按灌浆区日灌浆所需用土量计算公式为 31
7.2灌浆用水量Qw计算 31
7.3日灌浆量Qj 31
7.4其他计算方法 32
7.4.1根据采空区所留浮煤量的多少确定灌浆用土量 32
3.4.2根据采空区体积大小确定灌浆用土量 32
8 灌浆管道系统设计 32
8.1灌浆管道系统布置 32
8.2输送倍线计算 33
8.3管径计算 33
8.3.1主要灌浆干管直径计算 33
8.4管材确定 35
8.5管壁计算 35
9 水枪选择 36
9.1水枪的流量特性计算 36
9.1.1水枪喷嘴出口射流速度 36
9.1.2水枪喷嘴流量 36
9.1.3水枪喷嘴直径mm 36
9.1.4水枪喷嘴压头m 36
9.1.5水枪台数计算 37
9.2 单位耗水量 37
9.2.1 粘土；松散土壤，松散砂土风化泥炭等 37
9.2.2亚粘土；坚固黄土，砂土等 37
9.2.3轻亚粘土；极坚固黄土，砂土等 37
10泥浆泵选择 37
11 灌浆站主要设施 39
11.1人工或机械取土制浆 39
11.2储土场 40
矿井注氮防灭火系统 41
1 注氮系统论述 41
2 设计依据 41
3 注氮防灭火系统主要技术参数 41
3.1 防灭火的技术要求 41
3.2 矿井防灭火所需注氮流量 41
5 管路布置 42
6 注氮管理 43
7 制氮机设置方案 43
8 自燃发火指标性气体和试验指标 43
9 采空区三带分布情况 43
10 自燃发火临界值 44
10.1 自燃发火临界值确定 44
10.2 出现自燃发火征兆的处理程序 44
11 工作面月推进度 44
11.1工作面月推进度要求 44
11.2月推进度达不到要求需采取措施 44
12 工作面停采位置 44
13 注氮监控系统 44
13.1 注氮监控系统 44
13.2 井下采样地点设置 45
13.3 地面所需设施 45
13.4 其他要求 45
矿井阻化剂防灭火 45
1、阻化剂防火原理 45
2、阻化剂选择 45
3、阻化剂浓度确定 46
4、阻化剂防火系统选择 46
5、阻化剂防火装备 47
6、阻化剂防火工艺 47
防火密闭施工 48
1密闭设置位置 48
3施工标准 49
3.1防火永久密闭施工标准 49
3.2施工密闭安全技术措施 49

矿井防灭火设计依据及基础资料
1矿井概况
1.1交通位置
山西介休义棠瑞东煤业有限公司井田位于介休市西南绵山镇后党峪村一带，距介休市直距8km,行政区划隶属介休市绵山镇管辖，地理坐标为东经111°49′11″～111°52′45″，北纬36°56′39″～36°58′15″。
该矿位于介休市绵山镇西南8.6km处，西距108国道仅10.5km，西北距南同蒲铁路义棠火车站2.5km，距大运高速公路 6km，东北距介休火车站约8km，其间均有简易公路相通，交通较为便利。
1.2 地形地貌
井田地处吕梁山东麓紧临太原盆地的山前丘陵地带。井田位于汾河东岸，地形复杂，冲沟发育，冲沟多北西向。较大沟谷有小片基岩出露，两岸形成较陡的“V”字型谷，溪流沿沟谷汇入汾河。山顶黄土覆盖形成梁、垣、峁等特征的黄土地貌。整体地势为南高北低，东高西低，最高点位于井田东南部山梁，高程1133.00m，最低点位于井田北部沟谷中，高程875m.00，最大相对高差258.00m。
1.3 河流水系
井田属黄河流域汾河水系，井田内无常年性河流，只有雨季时各冲沟内汇集洪水沿沟向北流入后党峪村北小水库或向南西流出井田汇入汾河。井田西邻汾河，汾河为本区主要河流，河床于南庙沟口海拔725m，于两渡镇西海拔717m；其坡度为1.6‰。河谷宽窄不一，该区以义棠一带最宽，谷底宽达400余米；其下游灵石一带，由于河床岩层坚硬，造成狭窄的河谷。汾河在义棠至两渡一带具有河漫滩河谷之特征，河床蛇曲于河漫滩中。
本井田东北部后党峪村北小水库为季节性蓄水水库，雨季时有少量蓄水，旱季时干涸无水。
1.4 气象及地震情况
本区属大陆性气候，冬寒夏暖，春季多风，秋季凉爽，四季分明。年平均最高气温17.1℃，年平均最低气温-5.5℃，历年平均气温10.9℃，极端最高气温为38℃，极端最低气温为-21.6℃。
年降水量平均为 571.85mm，每年以6、7、8、9四个月的降水量最大，年最大降水量 886.40mm，年最小降水量为242.30mm。年最大蒸发量2285.10mm，月最大蒸发量407.10mm，年平均湿度6.55～9.15毫巴，绝对最高湿度为22毫巴，最低1毫巴。
年主导风向为西北风，冬季多为西风、西北风，夏季多为东风、东南风，年平均风速2.1m/s，冬春季风大，夏季风较小，一般风力3～4级。
本区冻结期一般始于10月下旬，终于次年4月上旬，最长冻结期可达170余日，最大冻土深度为80cm。年平均初霜期为10月上旬，终霜期为第二年4月中旬，全年无霜期170d左右。最大积雪厚度30mm。
根据《建筑抗震设计规范》(GB50011-2010)和《中国地震动峰值加速度区划图》(GB18306-2001图A1)，本区抗震设防烈度为8度，设计基本地震加速度值为0.20g。

2煤层赋存条件
2.1 煤层及煤质
1．含煤性
井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组。山西组赋存有1、2、3、4号煤层，1、2号煤层为较稳定大部可采煤层，3、4号煤层为不可采煤层，山西组地层厚度48.10m，，煤层总厚3.56m，含煤系数7.4%，可采煤层总厚2.93m，可采煤层含煤系数6.1%；太原组含有5、6、7、8、9、10、11号煤层，其中6、9、10、11号煤层为可采煤层，太原组地层总厚为86.99m，煤层总厚为8.9m，含煤系数为10.23%，可采煤层总厚7.15m，可采煤层含煤系数为8.21%。
2．可采煤层
井田内主要可采煤层为山西组的1、2号煤层和太原组的6、9、10、11号煤层，现将各煤层叙述如下：
1)1号煤层
位于山西组中上部，距顶部K8砂岩底18.20m，煤层厚度为0～1.26m，平均为0.89m。不含夹矸，结构简单，为较稳定大部可采煤层，井田内除西北部RD12号孔尖灭不可采外，其余地段均达可采，直接顶板岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。井田内该煤层已基本采空，该煤层在井田西部和东部均有隐伏露头分布。
2)2号煤层
位于山西组中下部，距上部1号煤层5.59m，煤层厚度为0～3.42m，平均为2.04m。含0～2层夹矸，结构较简单，为较稳定大部可采煤层，井田内除西北部RD12号尖灭，RD5号孔不可采和东南部RD3号孔不可采外，其余地段均可采。直接顶板岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。井田内该煤层已基本采空。该煤层在井田西部和东部均有隐伏露头分布。
3)6号煤层
位于太原组上部，距2号煤层31.67m左右，煤层厚度为0～1.65m，平均为1.06m，为较稳定大部可采煤层。井田内除RD3号孔尖灭和RD8号孔不可采外，其余地段均达可采，该煤矿大部不含夹矸，局部含1层薄泥岩夹矸，结构简单。直接顶板为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩。井田内该煤层已进行大片开采，井田西部均有隐伏露头分布。
4)9号煤层
位于太原组下部，上距6号煤层57.94m左右，煤层厚度为0～1.38m，平均为0.92m。井田内除RD3、RD12号孔尖灭和RD8号孔不可采外，其余地段均达可采，为较稳定的大部可采煤层，该煤层不含夹矸，结构简单，直接顶板为K2灰岩，底板为泥岩、砂质泥岩。该煤层在井田东部有隐伏露头分布。
5)10号煤层
位于太原组下部，距9号煤层0.92m左右，煤层厚度为1.15～4.81m，平均为3.45m。含0-3层夹矸，结构较复杂，煤层层位稳定，为稳定的全井田可采煤层；顶板均为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩，该煤层在井田东部有隐伏露头分布。
6)11号煤层
位于太原组下部，上距10号煤层3.06m左右，煤层厚度0.86～2.33m，平均为1.72m，含0～2层夹矸，结构较简单，层位较稳定，为稳定的大部可采煤层，该煤层在井田南部RD1、RD4号孔和井田北部RD11号孔与上部10号煤层间距变小，合并为一层。其顶板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩。井田内原瑞东煤矿已对该煤层进行了少量巷道揭露。该煤层在井田东部有隐伏露头分布。
各可采煤层特征见表2-1-1。
表2-1-1 可采煤层特征表
地层
煤
层
号
煤层厚度(m)
煤层间距(m)
煤层
结构
(夹矸数)
顶底板岩性
稳定
程度
可采
情况
最小～最大
平均
最小～最大
平均
顶板
底板
山
西
组
1
0-1.26
0.89

简单
0
泥岩
砂质泥岩
砂岩
泥岩
砂质泥岩
较稳定
大部可采
0.73-12.80
5.59
2
0-3.42
2.04
较简单
0-2
泥岩
砂质泥岩
砂岩
泥岩
砂质泥岩
较稳定
大部可采
24.12-47.36
31.67
太
原
组
6
0-1.65
1.06
简单
0-1
泥岩
砂质泥岩
砂岩
砂质泥岩泥岩
粉砂岩
较稳定
大部可采
48.40-68.52
57.94
9
0-1.38
0.92
简单
0
石灰岩
泥岩
砂质泥岩
较稳定
大部可采
0-1.62
0.92
10
1.15-4.81
3.45
较复杂
0-3
泥岩
砂质泥岩
砂质泥岩
泥岩
粉砂岩
稳定
全井田可采
11
0.86-2.33
1.72
0.24-9.47
3.06
较简单
0-2
泥岩
砂质泥岩
粉砂岩
泥岩
砂质泥岩
砂岩
稳定
大部可采
㈡煤质
1．物理性质和煤岩特征
井田内各煤层的物理性质大体相同，表现为黑色，条痕色为棕黑色玻璃光泽，硬度一般为2～3，有一定的韧性，贝壳状，参差状断口，内生裂隙较发育。
层煤的宏观煤岩组分以亮煤、暗煤为主，镜煤次之，丝炭少量，宏观煤岩类型多为半亮型，局部为半暗型，暗淡型、光亮型较少。煤层主要为条带状结构，层状构造。
据崔家沟精查报告资料，煤的显微煤岩组分在有机组分中1、2号煤以镜质组为主，9、10、11号煤以丝质组为主。镜质组主要是均质镜质体和基质镜质体，有少量胶质镜质体；丝质组以氧化丝质体为主，在无机组分中，各层煤均以粘土类为主，硫化物次之。
2．煤的化学性质和工艺性能
根据本次补充施工钻孔的煤质化验资料，各可采煤层的主要化学性质和工艺性能如下：
1)1号煤层
水分(Mad)：原煤0.24%～0.62%，平均0.43%；浮煤0.30%～0.65%，平均0.47%。
灰分(Ad)：原煤9.26%～28.44%，平均22.07%；浮煤7.63%～11.20%，平均9.21%。
挥发分(Vdaf)：原煤20.56%～25.95%，平均22.42%；浮煤17.99%～22.33%，平均20.24%。
全硫(St,d)：原煤0.50%～0.94%，平均0.69%；浮煤0.52%～1.11%，平均0.69%。
焦渣特征(CRC):原煤：3～6，浮煤4～6。
胶质层厚度(Y)8～12mm，平均10mm。
粘结指数(GR·I)61～91，平均76。
发热量(Qgr,d)原煤24.93～29.01MJ/kg，平均26.97MJ/kg；浮煤29.69～32.50 MJ/kg, 平均31.27MJ/kg。
1号煤层为低灰～中灰、低硫分～中硫分、中热值～高热值焦煤。
2)2号煤层
水分(Mad)：原煤0.30%～0.71%，平均0.52%；浮煤0.28%～1.10%，平均0.56%。
灰分(Ad)：原煤8.18%～25.41%，平均17.81%；浮煤5.76%～11.64%，平均8.86%。
挥发分(Vdaf)：原煤18.54%～25.12%，平均22.01%；浮煤16.60%～22.93%，平均19.15%。
全硫(St,d)：原煤0.53%～1.62%，平均1.05%；浮煤0.46%～1.75%，平均1.02%。
焦渣特征(CRC):原煤：3～6，浮煤3～6。
胶质层厚度(Y)6～15mm，平均11mm。
粘结指数(GR·I)62～87，平均73。
发热量(Qgr,d)原煤26.47～32.56MJ/kg，平均28.66MJ/kg；浮煤27.98～33.88MJ/kg, 平均30.84MJ/kg。
2号煤层为特低灰～中灰、低硫～高硫分、高热值～特高热值焦煤。
3)6号煤层
水分(Mad)：原煤0.27%～1.02%，平均0.66%；浮煤0.26%～1.66%，平均0.74%。
灰分(Ad)：原煤9.78%～28.23%，平均21.34%；浮煤7.24%～17.09%，平均11.19%。
挥发分(Vdaf)：原煤17.41%～26.51%，平均20.88%；浮煤16.68%～24.35%，平均19.29%。
全硫(St,d)：原煤0.46%～2.19%，平均1.07%；浮煤0.46%～1.86%，平均0.97%。
焦渣特征(CRC):原煤：1～6，浮煤3～6。
胶质层厚度(Y)11～23mm，平均17mm。
粘结指数(GR·I)60～92，平均71。
发热量(Qgr,d)原煤25.48～28.49MJ/kg，平均26.86MJ/kg；浮煤27.66～33.23MJ/kg, 平均30.51MJ/kg。
6号煤层为低灰～高灰、低硫～高硫分、中热值～高热值焦煤。
4)9号煤层
水分(Mad)：原煤0.52%～1.08%，平均0.80%；浮煤0.38%～0.82%，平均0.64%。
灰分(Ad)：原煤14.52%～29.78%，平均23.04%；浮煤7.08%～10.93%，平均9.26%。
挥发分(Vdaf)：原煤16.06%～22.75%，平均19.11%；浮煤14.31%～19.60%，平均17.03%。
全硫(St,d)：原煤0.58%～1.20%，平均0.86%；浮煤0.49%～1.05%，平均0.75%。
焦渣特征(CRC):原煤：1～4，浮煤2～5。
胶质层厚度(Y)8～12mm，平均11mm。
粘结指数(GR·I)11～20，平均17。
发热量(Qgr,d)原煤24.93～30.07MJ/kg，平均27.81MJ/kg；浮煤28.52～32.44MJ/kg, 平均30.60MJ/kg。
9号煤层为低灰～中灰、低硫～中硫分、中热值～特高热值贫瘦煤。
5)10号煤层
水分(Mad)：原煤0.42%～1.43%，平均0.67%；浮煤0.22%～2.91%，平均0.75%。
灰分(Ad)：原煤12.92%～25.44%，平均20.50%；浮煤6.29%～11.11%，平均9.06%。
挥发分(Vdaf)：原煤15.35%～23.27%，平均19.67%；浮煤14.98%～19.62%，平均17.13%。
全硫(St,d)：原煤0.64%～2.87%，平均1.75%；浮煤0.60%～2.72%，平均1.51%。
焦渣特征(CRC):原煤：2～6，浮煤2～6。
胶质层厚度(Y)3.5～12.5mm，平均7.3mm；
粘结指数(GR·I)8～19，平均14；
发热量(Qgr,d)原煤24.32～31.19MJ/kg，平均27.78MJ/kg；浮煤27.84～33.21MJ/kg, 平均30.97MJ/kg。
10号煤层为低灰～中灰、低硫分～中高硫分、中等热值～特高热值贫瘦煤。
6)11号煤层
水分(Mad)：原煤0.30%～1.92%，平均0.99%；浮煤0.46%～1.63%，平均1.01%。
灰分(Ad)：原煤17.24%～32.01%，平均21.52%；浮煤5.67%～10.01%，平均7.97%。
挥发分(Vdaf)：原煤19.52%～24.29%，平均22.17%；浮煤17.41%～19.06%，平均18.50%。
全硫(St,d)：原煤2.10%～2.9%，平均2.52%；浮煤1.97%～2.84%，平均2.31%。
焦渣特征(CRC):原煤：1～5，浮煤2～5。
胶质层厚度(Y)5～11mm，平均8mm。
粘结指数(GR·I)6～19，平均13。
发热量(Qgr,d)原煤25.12～29.80MJ/kg，平均26.94MJ/kg；浮煤27.44～33.64MJ/kg, 平均30.60MJ/kg。
11号煤层为特低灰～中灰、中高硫分、中热值～特高热值贫瘦煤。
各可采煤层煤质特征见表2-1-2。

山西介休义棠瑞东煤业有限公司矿井防灭火设计

3 煤炭储量及开拓情况
3.1煤炭储量
3.1.1 井田境界
根据晋煤重组办发[2009]61号《关于晋中市介休市煤矿企业兼并重组整合方案(部分)的批复》文件批准，由原介休市瑞东煤业有限责任公司、山西宝源煤业有限公司和介休市瑞来煤业有限责任公司等三个煤矿重组整合为山西介休义棠瑞东煤业有限公司。整合主体是凯嘉能源义棠煤业公司，2010年9月30日，晋煤重组办发[2010]66号文取消山西介休泰瑞煤炭资产经营有限公司主体资格，变更为山西义棠煤业有限公司。2009年11月27日 山西省国土资源厅颁发了采矿证，证号C1400002009111220045691，整合后井田面积9.5391km2，生产规模为1.20Mt/a，批准开采1～11号煤层。井田范围由下列1～21个拐点坐标连线圈定。见井田境界拐点坐标表3-2-1。
表3-2-1 井田境界拐点坐标表(6°带)
北京54坐标系
西安80坐标系
点号
X
Y
点号
X
Y
1
4092160
19573024
1
4092111.203
19572954.720
2
4092200
19573215
2
4092151.204
19573145.720
3
4092260
19573348
3
4092211.204
19573278.721
4
4092450
19573545
4
4092401.206
19573475.721
5
4093100
19575000
5
4093051.213
19574930.723
6
4093200
19575000
6
4093151.214
19574930.723
7
4093200
19575600
7
4093151.216
19575530.725
8
4093499
19575600
8
4093450.217
19575530.723
9
4093500
19576050
9
4093451.219
19575980.725
10
4093700
19576050
10
4093651.219
19575980.724
11
4093700
19577500
11
4093651.225
19577430.729
12
4092900
19577500
12
4092851.222
19577430.732
13
4092900
19578299
13
4092851.225
19578229.735
14
4092100
19578299
14
4092051.222
19578229.738
15
4092100
19577654
15
4092051.220
19577584.736
16
4090750
19577654
16
4090701.215
19577584.741
17
4090750
19577060
17
4090701.213
19576990.739
18
4091000
19577000
18
4090951.214
19576930.737
19
4091010
19575000
19
4090951.206
19574930.731
20
4091080
19574500
20
4090991.205
19574430.729
21
4091490
19574136
21
4091441.205
19574066.726
开采深度：996-440m
开采深度：995.99-439.99m
3.1.2资源/储量和可采储量
(一)矿井资源/储量
根据2010年10月山西地宝能源有限公司提交的山西介休义棠瑞东煤业有限公司矿井兼并重组整合底板等高线及资源/储量估算图，按照《煤、泥炭地质勘查规范》，国务院函(1998)5号《关于酸雨控制区和二氧化碳污染控制区有关问题的批复》及《煤炭资源地质勘探规范》等有关文件规定，矿井资源/储量遵循下列原则计算：
1．最低可采厚度：焦煤0.70m，贫瘦煤0.80m；
2．煤层灰分不大于40%；最高可采硫分(St·d)3%；
3．剔除夹矸厚度≥0.05m计算储量；
4．储量计算的煤层为6、9、10、11号煤层；
5．6、9、10、11号煤层视密度采用：6号煤为1.39t/m3，9号煤 为1.40t/m3；10号煤为1.38t/m3；11号煤为1.41t/m3；
6．储量计算方法
采用地质块段算术平均法。计算公式如下：
Q=SMd
式中：
Q—块段煤炭储量，t；
S—块段水平投影面积，m2；
M—块段内煤层平均厚度，m；
d—煤层视密度，t/m3。
通过估算，整合后全井田6、9、10、11号煤层保有资源/储量57.05Mt，其中探明的经济基础储量111b为32.79Mt,控制的经济基础储量122b为10.08Mt,推断的资源储量333为14.16Mt，蹬空区111b储量2Mt。其中111b级储量占探明资源储量的58%, 111b+122b级储量占探明资源储量的75%。
上述资源/储量中，按煤类统计，焦煤(JM)资源储量为5.26Mt，贫瘦煤(PS)资源储量为51.79Mt。矿井保有能利用资源/储量汇总表见表3-2-2。
表3-2-2 矿井保有能利用资源/储量汇总表 单位：Mt
煤层号
煤类
资源/储量(Mt)

备注
111b
122b
333
蹬空(111b)
现保有
6
JM
3.53
0.45
1.28

5.26
67
76

9
PS
4.16
1.35
1.66

7.17
58
77

10
PS
16.01
4.46
6.25
0.02
26.74
60
77

11
PS
9.09
3.82
4.97

17.88
51
72

合计
JM+PS
32.79
10.08
14.16
0.02
57.05
58
75

其中
JM
3.53
0.45
1.28

5.26

PS
29.26
9.63
12.88
0.02
51.79

(二) 矿井工业资源/储量
矿井工业资源/储量依据下式进行计算：
矿井工业资源/储量=(111b+122b+333k)
式中：
k—推断资源量的可信度系数,0.8
矿井工业资源/储量54.20Mt。
矿井工业资源/储量见表3-2-3。
表3-2-3 矿井工业资源/储量汇总表 单位：Mt
煤层号
煤类
111b
122b
333k
111b+122b
111b+122b+333k
6
JM
3.53
0.45
1.02
3.98
5.00
9
PSM
4.16
1.35
1.33
5.51
6.84
10
PSM
16.01
4.46
5.00
20.47
25.47
11
PSM
9.09
3.82
3.98
12.91
16.89
合 计
32.79
10.08
11.33
42.87
54.20
注：蹬空区储量未列入矿井工业资源储量内。
(三)矿井设计资源/储量
矿井设计资源/储量依据下式进行计算：
矿井设计资源/储量=(矿井工业资源/储量-永久煤柱损失)
式中：
永久煤柱损失为井田境界、断层等保安煤柱。
根据以上计算,矿井设计资源/储量为36.006Mt。
矿井设计资源/储量汇总见表3-2-4。
表3-2-4 矿井设计资源/储量汇总表 单位：Mt
煤层
编号
工业资源/储量
111b+122b+333k
永久煤柱
矿井设计
资源/储量
井田境界
断层
村庄
小计
6
5.00
0.82
0.85
1.0
2.67
2.33
9
6.84
1.368
1.35
6.182
8.9
23.41
10
25.47
11
16.89
1.66
1.25
3.714
6.624
10.266
合计
54.20
3.848
3.45
10.896
18.194
36.006
(四)矿井设计可采储量
矿井可采储量依据下式进行计算：
矿井设计可采储量=(矿井设计资源/储量-保护煤柱损失)×采区回采率
式中：
保护煤柱损失为工业场地及大巷等保安煤柱；采区回采率6、9、10、11号煤层分别为0.85%、0.85%、75%、80%。
根据以上计算,矿井设计可采储量为20.71Mt。
矿井设计可采储量汇总见表3-2-5。
表3-2-5 矿井设计可采储量计算表 单位：Mt
煤层
编号
设计
资源/储量
开采煤柱损失
开采损失
设计
可采储量
工业场地
大巷
小计
6
2.33
0.74
0.94
1.68
0.10
0.55
9+10
23.41
1.93
2.21
4.14
4.82
14.45
11
10.266
1.63
1.916
3.546
1.01
5.71
合计
36.006
4.3
5.066
9.366
5.93
20.71

3.2开拓方式
矿井开拓方式为斜井分水平开拓，分别为主斜井、副斜井、行人斜井、回风立井；三斜井都为进风井，立井作为回风。
3.3开采技术条件及开采方法
按《矿井初步设计》上水平（6#煤）布置一个普采工作面，一个备用工作面；下组煤（9+10#煤）布置一个综采放顶煤工作面和一个备用工作面，其他掘进工作面共6个。
4 通风及灾害情况
4.1通风情况
矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，主、副斜井、行人斜井均为进风井，立井为回风井，风井通风机房配备2台轴流式通风机，型号均为FBCDZNO.30/355*2，一台运转，一台备用。
矿井达产时，总进风量8640 m3/min，总回风量,8900m3/min，总排风量8950 m3/min，矿井需风量6780m3/min， 矿井通风系统总阻力为1030Pa，矿井等积孔为5.3m2，矿井属通风容易矿井。通风系统平面图如图1-3所示，
附：通风系统平面图1-3

4.2 瓦斯及其涌出情况
根据2010年12月山西省煤炭工业局综合测试中心对本矿井瓦斯等级鉴定，鉴定结果：相对涌出量为4.13m3／t，绝对涌出量为10.43m3／min；
根据矿井瓦斯等级鉴定标准，本矿为低瓦斯矿井。
4.3地温
据调查，煤矿开采过程中,地温一直保持在正常值内,一般为16℃-17℃之间，且地压也未见异常。
4.4 煤的爆炸性、自然倾向性及发火期
煤尘爆炸危险性
根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心2009年1月20日对介休市瑞东煤业有限责任公司9、10、11号煤层的检验报告，9号煤层火焰长度60mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量65％；10号煤层火焰长度50mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量60％；11号煤层火焰长度90mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量65％，各煤层煤尘均具有爆炸危险性。
另据钻孔采样试验，各煤层煤尘爆炸危险性试验结果见表2-1-5。
表2-1-5 各煤层煤尘爆炸性检验结果表
煤层号
火焰长度(mm)
岩粉用量(%)
鉴定结论
检验日期
检验单位
9
60
65
有爆炸性
2009.1.20
国家煤及煤化工产品质量监督检验中心
10
50
60
有爆炸性
2009.1.20
11
90
65
有爆炸性
2009.1.20
1
40-50
60-70
有爆炸性
2010.

2
50-60
75
有爆炸性
2010
6
50-55
60-70
有爆炸性
2010
9
65-100
80
有爆炸性
2010
10
60-70
60-70
有爆炸性
2010
11
70-75
70-75
有爆炸性
2010
煤的自然倾向性
根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心2009年1月20日对介休市瑞东煤业有限责任公司9、10、11号煤层的检验报告9号煤层煤的吸氧量0.75cm3/g，自燃倾向性为Ⅱ类；10号煤层煤的吸氧量0.74cm3/g，自燃倾向性为Ⅱ类；11号煤层吸氧量为0.65cm3/g，自燃倾向性为Ⅱ类，均属自燃煤层。
另据钻孔采样试验，各煤层自燃倾向性试验结果见表2-1-6。
表2-1-6 各煤层自燃倾向性试验结果表
煤层号
吸氧量(cm3/g)
自燃倾向性等级
自燃倾向性
检验日期
检验单位
9
0.75
Ⅱ
自燃
2009.1.20
国家煤及煤化工产品质量监督检验中心
10
0.74
Ⅱ
自燃
2009.1.20
11
0.65
Ⅱ
自燃
2009.1.20
1
0.5824～0.6735
Ⅱ
自燃

2
0.5876～0.6737
Ⅱ
自燃

6
0.7762～0.8105
Ⅱ
自燃

9
0.5962～0.8452
Ⅱ
自燃

10
0.6032～0.8568
Ⅱ
自燃

11
0.6868～0.6924
Ⅱ
自燃

煤的自燃发火期
9+10#煤和6#煤自燃发火期为4-6个月。
矿井灌浆防灭火系统
1 灌浆设备选择
目前灌浆使用的浆液的制备主要有水力制备和机械制备两种方法。水力制备是利用高压水枪冲刷松散的粘土层使水土混合形成泥浆，是一种操作较为简单的制浆方式，但浆液浓度难以保证，防火效果差；机械制浆是按照一定的比例将制浆材料和水送入搅拌池，经搅拌机搅拌，输入注浆管路送至井下，但目前的灌浆系统普遍存在易堵管、输浆力度小、浆材要求高、投资大等不足。山西省安全工程技术研究中心开发的KDZS-1型多功能煤矿防灭火灌浆系统选用移动式轻型设备、多组浆池协同灌浆、远距离输浆等特点，经过滤后有多个输浆出口，可用黄土、粉煤灰等多种灌浆材料，具有设备简单、投资少、建设速度快、输浆力度大、防冻等优点。
本次设计在工业场地设KDZS-1型多功能煤矿防灭火灌浆系统一套，为全矿灌浆服务，灌浆方法采用随采随灌，即随采煤工作面推进的同时向采空区灌注浆液。在灌浆工作中，灌浆与回采保持有适当距离，以免灌浆影响回采工作。灌浆材料选用黄土，来源为矿井平整工业场地多余的挖方量，根据初步设计，工业场地挖方量为224000m3，填方量为224000m3，多余的挖方量为83700 m3。
灌浆站建设：工业场地建2个搅拌池和1个注浆池(注浆池设在较低的水平)，池深和直径均为2m，池体用砖砌筑水泥抹面或用钢板焊接，其上固定搅拌器。搅拌池底部留有出料口，在浆液流入注浆池前设双层过滤筛子(孔径为10mm)，搅拌池及注浆池侧面设800mm×800mm×2000mm下液泵坑两个，各安设离心式液下泥砂泵2台。灌浆站布置如图6-2-7所示。

图6-2-7 灌浆站布置示意图
2 灌浆方法
预防性灌浆方法有多种，根据采煤与灌浆先后顺序关系可分为：采前预灌、随采随灌和采后灌浆。
采前预灌就是在煤未开采之前即对煤层进行灌浆，适用于老空区过多、自然发火严重的矿井；随采随灌就是随着采煤工作面推进的同时向采空区灌浆，主要有钻孔灌浆、埋管灌浆和洒浆，能及时将顶板冒落后的采空区进行灌浆处理；采后灌浆就等回采结束后，将整个采空区封闭起来后进行灌浆。为了保证及时、简便处理处理自燃隐患，设计采用埋管灌浆法。
采用埋管灌浆法，在放顶前沿回风巷在采空区预先铺好灌浆管(一般预埋10～20m钢管)，预埋管一端通采空区，一端接胶管，胶管长一般为20～30m，灌浆随工作面的推进，用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次浆，要求工作面采空区能灌到足够的泥浆。
5
3
2
1
4
6

图6-2-8 埋管灌浆示意图
1-预埋注浆管；2-高压胶管；3-灌浆管；4-回柱绞车；5-钢丝绳；6-采空
3 灌浆参数的选择及日灌浆量、时灌浆量计算
①浆液的水固比选择
泥浆的水固比是反映泥浆浓度的指标，是指泥浆中水与固体浆材的体积之比。水固比的大小影响着注浆的效果和泥浆的输送。泥浆的水固比越小，则泥浆浓度越大，其粘度、稳定性和致密性也越大，包裹遗煤隔离氧气的效果也越好，但同时流散范围也越小，输浆管路容易堵塞；水固比大，则输送相同体积的土所用的水量大，包裹和隔绝效果不好，矿井涌水量增加，在工作面后方采空区灌浆时容易流出而恶化工作面环境。浆液的水固比应根据泥浆的输送距离、煤层倾角，灌浆方式及灌浆材料和季节等因素通过试验确定，一般情况下为4:1，冬季为5:1。
②日灌浆所需浆材量

式中 Q材——日灌浆所需浆材量，m3/d；
m——煤层采高，6号煤层1.06m；9+10号煤层2.2m；
L