XX区贵鑫煤矿DW150-63单体液压支柱支护论证报告.doc

XX市XX区贵鑫煤矿有限责任公司DW150/63系列单体液压支柱使用可行性论 证 报 告VVXX科技有限公司二一三年八月XX市XX区贵鑫煤矿有限责任公司DW150/63系列单体液压支柱使用可行性论 证 报 告总 经 理：XXXX总 工 程 师：XXXX项目负责人：XXXXVVXX科技有限公司二一三年八月项目组成员专 业姓 名职 称采 矿XXXX高级工程师XXXX高级工程师XXXX工程师XXXX助理工程师通 风XXXX工程师地 质XXXX助理工程师目 录前 言1第一章 矿井概况5第一节 矿井基本情况5第二节 井田地质7第三节 矿井开采技术条件14第四节 矿井主要安全生产系统布置情况19第二章 矿山压力规律24第一节 回采工作面上覆岩层活动规律24第二节 回采工作面矿压显现基本规律28第三节 回采工作面顶板控制及支护方法35第三章 矿井回采工作面支护52第一节 工作面应力计算52第二节 工作面支护形式选择55第三节 工作面支架选型61第四章 安全技术措施68第一节 管理措施68第二节 支护装备及材料管理69第五章 结论及建议77附件：1、委托承诺书2、采矿许可证3、安全生产许可证4、营业执照5、矿长资格证6、矿长安全资格证7、XX市煤炭工业管理局关于XX区贵鑫煤矿有限责任公司扩建工程综合竣工验收的批复（渝煤行管201343号）8、XX煤矿安全监察局关于XX区贵鑫煤矿有限责任公司扩建工程安全设施竣工验收的批复（渝煤监安监201350号）9、单体液压支柱产品说明书附图：1、XX市XX区贵鑫煤矿有限责任公司井上下对照平面图2、XX市XX区贵鑫煤矿有限责任公司采掘工程平面图3、XX市XX区贵鑫煤矿有限责任公司采煤方法图重庆市涪陵区贵鑫煤矿有限责任公司DW150/63系列单体液压支柱使用可行性论证报告 第76页前 言一、项目背景按照重庆人民政府关于进一步加快整合工作的通知（渝府发20092号)文件，XX市XX区贵鑫煤矿有限责任公司（以下简称“贵鑫煤矿”）为改扩建矿井，规模为21万吨/年。由XX市经济委员会关于贵鑫煤矿有限责任公司矿井技改立项的批复（渝经煤管20061号）批准立项。根据国家安全监督管理总局、国家煤矿安监局关于禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录（第二批）的通知（安监总煤装200849号）和煤矿方面的其它法规、规范及安全技术标准，回采工作面木支柱支护（800mm以下煤层除外）从2008年底起禁止使用，回采工作面金属摩擦支柱支护自2009年底起禁止使用。为改善矿井回采工作面安全生产条件、提高矿井安全装备水平、保证矿井安全生产，贵鑫煤矿2009年4月委托设计单位完成的扩建工程“初步设计”及“安全专篇”均在回采工作面设计了单体液压支柱支护。原设计的支柱为“DW250/80”系列的“DZ08-25/80”型。XX市经济委员会关于贵鑫煤矿有限责任公司扩建开采设计的批复（渝经煤管2009205号）批准了初步设计，重庆煤矿安全监察局渝南监察分局关于XX区贵鑫煤矿有限责任公司21万吨扩建工程安全专篇的批复（渝煤监安监200991号）批准了安全专篇。但矿井在扩建过程中采用了“DW300/100”系列单体液压支柱（属提升矿井安全条件）。经重庆煤矿安全监察局关于XX区贵鑫煤矿有限责任公司扩建工程安全设施竣工验收的批复（渝煤监安监201350号）、XX市煤炭工业管理局关于XX区贵鑫煤矿有限责任公司扩建工程综合竣工验收的批复（渝煤行管201343号）文件批复确认贵鑫煤矿验收合格。该矿于2013年3月正式投产，成为合法的正常生产矿井。在正常生产过程中，回采工作面在支护作业时，由于“DW300/100”型支柱自重过大（4070kg/根），作业人员支设困难，支护操作安全无保障，管理难度较大。根据重庆煤矿安全监察局关于加煤矿建设项目管理专题会议的纪要（2012）12号关于支护问题的纪要精神，贵鑫煤矿回采工作面拟采用“DW150/63”系列单体液压支柱支护。该型支柱缸径小（63mm），自重轻（16.531.8kg/根），易架设，易管理。2013年7月，该矿委托我公司对其回采工作面采用“DW150/63”系列单体液压支柱进行可行性论证。我公司接受委托后，组建了项目组。组织工程技术人员深入现场调查，了解矿井煤层赋存及开采技术条件，收集矿井地质资料。对该矿采煤方法、回采工艺进行了科学、严谨的论证。本次论证，项目组从分析阐述矿山压力规律着手，针对贵鑫煤矿顶底板岩性类别及回采工作面空间特征进行工作面支护设计，推导出矿井使用“DW150/63”系列单体液压支柱的可行性结论。在此基础上编制了XX市XX区贵鑫煤矿有限责任公司DW150/63系列单体液压支柱使用可行性论证报告作为矿井作业指导，也供有关管理部门监管参考。二、编制依据（一）法律、法规、文件（1）中华人民共和国安全生产法（2）中华人民共和国煤炭法（3）中华人民共和国矿山安全法（4）中华人民共和国矿山安全法实施条例（5）中华人民共和国矿产资源法（6）关于加煤矿建设项目管理专题会议的纪要（2012）12号）（二）规范、标准（1）煤矿安全规程（2）煤炭工业小型矿井设计规范GB503992006（3）煤矿安全生产基本条件规定（国家安全生产监督管理局2003年第5号令）（4）国家安全监督管理总局、国家煤矿安监局关于禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录（第二批）的通知（安监总煤装200849号）（5）工程岩体分级标准（GB50218-94）（6）缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类标准（MT554-1996）（7）矿用单体液压支柱（第一部分.通用要求）（MT112.1-2006）（8）矿用单体液压支柱（第二部分.阀）（MT112.2-2008）（9）单体液压支柱表面防腐处理技术条件（MT/T335-1995）（10）液压支架（柱）用乳化油.浓缩物及其高含水液压液（MT76-2002）（三）企业提供资料（1）煤矿的委托书和承诺书（2）煤矿的“四证一照”（复印件）（3）煤矿实测的采掘工程平面图（4）煤矿煤矿地形地质及井上、下对照图（5）XX市煤炭工业管理局关于XX区贵鑫煤矿有限责任公司扩建工程综合竣工验收的批复（渝煤行管201343号）（6）重庆煤矿安全监察局关于XX区贵鑫煤矿有限责任公司扩建工程安全设施竣工验收的批复（渝煤监安监201350号）三、参考的主要理论书籍文献1、矿山压力及其控制钱鸣高 刘听成 主编 煤炭工业出版社2、上覆岩层压力梯度合理计算及拟合方法樊洪海1 石油大学（北京）石油天然气工程学院，北京昌平张传进2 中石化石油勘探开发研究院西部分院，新疆乌鲁木齐3、对上覆岩层压力计算公式的思考周大晨 中国石油天然气集团公司石油勘探开发科学研究院重庆美高科技有限公司 TEL：023-68634611第一章 矿井概况第一节 矿井基本情况一、企业简况贵鑫煤矿原名齐心煤矿，于1984年建井，1992年投产，2001年企业改制为私营企业，法人代表：陈前文。该矿采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可证、营业执照、矿长资格证、矿长安全资格证等证照齐全，属合法生产矿井。该矿于2013年2月经XX市煤炭工业管理局、重庆煤矿安全监察局验收合格，并以重庆煤矿安全监察局关于XX区贵鑫煤矿有限责任公司扩建工程安全设施竣工验收的批复（渝煤监安监201350号）、XX市煤炭工业管理局关于XX区贵鑫煤矿有限责任公司扩建工程综合竣工验收的批复（渝煤行管201343号）文件批复确认，于2013年3月正式投产。二、矿井自然条件1、交通位置矿井位于涪陵城南东160°方向，直距约29km，行政区划属XX区武陵山乡（原龙塘乡）百化桥村所辖。矿井中心点地理坐标：东经107°3046,北纬29°2813；北京直角坐标：X=3261550，Y=36452750，Z=+480m。矿井位于乌江东岸，可充分利用河岸自然地形坡度，采用溜槽方式运至河岸，即外运以乌江长江水运为主。另外319国道沿乌江西岸延伸，亦可采用水路联运。矿井交通较为便利，见图1-1-1。2、地形地貌及河流矿井位于桐麻湾背斜北段南东翼，呈北东南西走向的单斜侵蚀构造地形，北东高南西部低，地形起伏变化较大，区内最高点在井田北西的水井坪标高+1229m，最低点位于主井口附近，标高+470m，相对高差760m。乌江位于矿井范围外，距矿井南翼边界平距约700m，在该范围内常年水位+150m；矿区内发育有数条季节性冲沟，呈树枝状分布，沟河纵坡度较大，一般为23%，由南东向北西横穿岩层均流出井田以外，向乌江排泄。本区域最低侵蚀基准面为+150m。图1-1-1 XX区贵鑫煤矿交通位置图3、气候本区属大陆性亚热带季风气候，温暖潮湿多雨，夏季炎热，冬季寒冷，有短期降雪和冰冻。年平均气温17.2，最高气温42.5（2006年8月），最低气温零下1（1975年12月）。高温天气集中在78月，低温天气主要分布于12、1、2月，并有短期降雪和冰冻。本区降雨丰沛，年平均降雨量1321.2mm，最大降雨量1536.4mm（1990年）。降雨多集中于58月，枯水期为11月、12月至次年2月。4、地震根据中国地震动参数区划图（GB18306-2001）和建筑抗震设计规范（GB50011-2001）的划定，矿区地震动峰加速度0.05g，地震动反应谱特征周期为0.35s，抗震设防烈度为VI度。第二节 井田地质一、井田范围根据贵鑫煤矿采矿许可证（C5000002009041120019452），该矿井田范围由32个拐点坐标圈定（见表1-2-1）。井田范围走向长7700m，宽1100m；开采深度+950m+200m标高，面积为8.54579km2；开采二叠系上统吴家坪（P3w1）K1煤层。表1-1-2 贵鑫煤矿扩界后井田范围拐点坐标坐标拐点XY坐标拐点XY1326148236452740173269114364551562326208936453021183268712364550003326158536453277193268178364547714326162236453351203267380364543945326218536453065213266650364540096326281036453387223266519364539357326270236453506233266199364543618326376436454143243264988364535639326367436454337253264990364536151032637933645439626326468536453417113263878364542062732642203645313112326462036454607283264134364532901332658303645521229326404736453366143266723364557063032627233645262215326740836456067313262668364527301632683533645654532326197436452321备注开采标高：+200+950m；井田面积：8.54579km2；开采煤层：K1二、储量及服务年限根据重庆华地工程勘察设计院2009年4月提交的XX市XX区贵鑫煤矿有限责任公司（扩建）初步设计，经XX市经济委员会关于贵鑫煤矿有限责任公司扩建开采设计的批复（渝经煤管2009205号）批准，该矿从2013年3月投产起算，可采储量为3782.05kt，矿井服务年限12.9年。三、矿井地质构造1、构造：区内主要构造线为桐麻湾背斜与白马向斜,二者走向基本平行。井田位于桐麻湾背斜北段南东翼。桐麻湾背斜南起南川水口，北止于涪陵山窝；轴向北东2040°，平面迹线呈一“S”形；为一两翼近于对称的尖棱圆顶状背斜，北西翼陡，岩层倾角5080°。该背斜到白马向斜之间，沿地层走向发育有次级褶皱，金子山向斜，即为该背斜的次一级褶皱；南东翼缓，岩层倾角3045°，一般为35°。见图1-2-1。2、断层：扩界后矿井位于桐麻湾背斜南东翼与北西翼金子山向斜的南东翼之间。该范围内发育有少量断层。F1逆断层走向2135°，倾角75°78°，全长6.6km，落差30155m，全长6.6km，为地表断层，原四川省地质局203队在区内的勘查工作，对其控制较好。该断层展布于拟划定矿区范围的北西侧。F6隐伏逆断层为10号钻孔所揭露，破坏地层为P3w致使该段K1煤层变薄，展布走向大致15°，倾角约60°，落差约50m。四、矿区地层井田范围内出露地层由新至老有：第四系全新统（Q4），三叠系下统嘉陵江组（T1j）与大冶组（T1d），二叠系上统长兴组（P3e）与吴家坪组（P3w），二叠系中统茅口组（P2m）。见图1-2-2。图1-2-1 区域地质构造纲要图1）第四系全新统残坡积（Q4esl）：厚度02.5m。零星分布于矿区，为浅黄色粘土、褐黄色粘土夹碎块石组成。2）三叠系下统嘉陵江组（T1j）：未见顶。为灰色薄层状石灰岩，夹白云质石灰岩，性坚硬，风化后呈菱角状，剪状节理发育。3）三叠系下统大冶组（T1d）：厚408.63m。按照其岩性特征可将其划分为四段：大冶组四段（T1d4）：厚15.0035.89m，平均23.45m。紫红色、黄绿色泥岩，具较多的网状方解石脉；中部夹12层薄层泥质灰岩。大冶组三段（T1d3）：厚124.70227.80m，平均199.70m。顶部为厚层状深灰、灰色石灰岩，具缝合线构造，局部含泥质较重，底部为薄层状石灰岩。大冶组二段（T1d2）：厚37.8070.40m，平均54.10m。为暗紫色及黄色泥岩，中夹23层薄层泥质灰岩，风化面呈球状及结核状，产腹足类动物化石。大冶组一段（T1d1）：厚130.48172.16m，平均154.83m。顶部为1020m厚层状灰色鲕状灰岩，具缝合线构造；中部为薄层状泥质石灰岩；底部为暗紫色、灰绿色钙质泥岩，并常夹有薄层状泥质灰岩。与下伏地层长兴组呈整合接触。4）二叠系上统长兴组（P3c）：厚120.28m。主要出露于井田南部和西侧。以灰色厚层灰岩为主，夹硅质灰岩、生物屑灰岩，含燧石结核，具有沥青味，区内分布广泛。与下伏地层呈整合接触。按岩性特征可将其划分为上、下两段：二段（P3c2）：厚34.5053.21m，平均43.86m。棕灰色、深灰色石灰岩，夹散星状及条带状燧石结核，具沥青味。一段（P3c1）：厚61.1191.73m，平均76.42m。深灰色沥青质石灰岩，中、下部夹燧石结核，上部夹灰黑色泥岩。5）二叠系上统吴家坪组（P3w）：本组厚99.22m。出露于井田南部和西侧。吴家坪组二段（P3w2）：主要为灰、深灰色薄厚层灰岩夹硅质灰岩、泥质灰岩，显条带状构造，本段厚62.06m。吴家坪组一段（P3w1）：为泥岩、黑色炭质页岩、铝土质页岩及生物碎屑灰岩。本段厚37.16m，含K1煤层。为矿区内主要的含煤地层。与下伏地层茅口组呈假整合接触。6）二叠系中统茅口组（P2m）：厚450m。出露于井田南部的乌江右岸。以灰、深灰色中厚层灰岩、生物碎屑灰岩为主，夹硅质灰岩、燧石团块及沥青质灰岩、泥质灰岩等。图1-2-2贵鑫煤矿地层综合柱状图五、煤系地层矿井主要的含煤地层为二叠系上统吴家坪组（P3w），本矿开采煤层赋存于该含煤地层中。出露于井田南部和西侧。主要为灰、深灰色薄厚层灰岩夹硅质灰岩、泥质灰岩，显条带状构造；底部为泥岩、黑色炭质页岩、铝土质页岩含煤一层（K1），煤层厚0.160.81m，一般厚0.55m。为海陆交替相滨海沉积。六、可采煤层煤类及煤质1、煤层：矿井可采煤层为二叠系上统吴家坪组（P3w）底部的K1煤层。上距长兴组底96.26m，下距茅口组顶2.41m；在原矿井范围内K1煤层厚度0.160.81m，一般厚0.55m，煤层结构单一；在扩大矿井范围内，桐麻湾背斜南东翼10、28号钻孔所见煤层厚度分别为0.42m与0.68m。本次设计采用可采厚度0.160.81m，平均0.55m。据储量报告中煤层倾角2040°，平均倾角35°,但根据矿井现有井巷的揭露情况,在背斜西翼(23至27号拐点之间)煤层倾角较大,煤层平均倾角50°,此次设计以现场揭露的煤层倾角进行设计选择采煤工艺。表1-2-1 可采煤层特征表煤层煤层厚度(m)煤层结构倾角(°)最小最大平均夹矸层数夹矸总厚度(m)K10.160.810.550020502、煤质及煤类1）煤质及煤类：K1煤层原煤主要指标如下：水分（Mad）5.16%。灰分（Ad）17.60%,按国标GB/T15224.1-2004煤炭质量分级属高灰煤。挥发分（Vd）：21.60%。固定碳（FCd）：55.64%。全硫（St，d）：2.02%，按国标GB/T15224.2-2004煤炭质量分级属高硫煤。发热量23.00MJ/kg，按国标GB/T15224.3-2004煤炭质量分级，K1煤层为中灰、高硫、中热值瘦煤（SM）。表1-2-2 K1煤层煤质分析成果表煤层水分Mad(%)灰分Ad(%)挥发分Vadf(%)硫分St,d(%)固定碳Cd(%)发热量(MJ/kg)K15.1617.6021.602.0255.6423.002）煤的物理特征：K1煤层为暗淡型煤。条痕褐黑色，参叉状断口。似金属光泽，煤岩成份以暗煤为主次为亮煤为主，条带状结构，似层状构造，内生裂隙发育，岩观煤岩类型为暗淡型煤。3、煤的用途：本矿井K1煤层可用于地方小型企业，化工厂、水泥厂的燃料配煤及山区砖瓦厂、小作坊、石灰窑、农具加工维修和民用燃料，可作为动力用煤和民用煤。第三节 矿井开采技术条件一、矿井水文地质（一）矿井水文地质条件1、地表水矿山位于桐麻湾背斜北段南东翼，呈北东南西走向的单斜侵蚀构造地形，北东高南西部低，地形起伏变化较大，区内最高点在矿区北西的水井坪标高+1229m，最低点位于主井口附近，标高+470相对高差760m。发育有数条季节性冲沟，呈树枝状分布，沟河纵坡度较大，一般为23%，主要排泄大气降水，由南东向北西横穿岩层均流出矿区以外，向乌江排泄。大气降水以坡流为主，部分渗入补给地下水。本区域地表水及地下水浸蚀基准面为乌江江面（+150m），地表水及地下水由东向西排泄，汇入乌江。2、主要含、隔水层矿区内出露地层由新到老依次为：三叠系下统嘉陵江组（T1j）与大冶组（T1d）、二叠系上统长兴组（P3c）、二叠系上统吴家坪组（P3w）及二叠系中统茅口组（P2m）。含水层主要为碳酸盐岩溶裂隙水或层间裂隙水；隔水层主要为泥岩，砂质泥岩等。各含水层的地下水位标高随含水层出露的地形高度及沟谷深度变化，一般山脊部分较高，山坡及沟谷岸边较低。现将区内含(隔)水组特征分述如下：1）三叠系下统嘉陵江组（T1j）：在区内未见顶， 为薄层石灰岩，含白云质。本组段中出露的泉水点较多，其流量可达10L/S，水质为HCO3SO42Ca2+。以岩溶裂隙水为主，为含水层。2）三叠系下统大冶组（T1d）：厚408.63m。按照其岩性特征可将其划分为四段：大冶组四段（T1d4）：厚15.0035.89m，平均23.45m。紫红色、黄绿色泥岩，具较多的网状方解石脉；中部夹12层薄层泥质灰岩。本层区内未见泉水出露，为相对隔水层。大冶组三段（T1d3）：厚124.70227.80m，平均176.25m。顶部为厚层状深灰、灰色石灰岩，具缝合线构造，局部含泥质较重，底部为薄层状石灰岩。以岩溶裂隙水为主，为含水层。大冶组二段（T1d2）：厚37.8070.40m，平均54.10m。为暗紫色及黄色泥岩，中夹23层薄层泥质灰岩，风化面呈球状及结核状，产腹足类动物化石。本层在区内未见泉水出露，为相对隔水层。大冶组一段（T1d1）：厚130.48-172.16m，平均154.83m。顶部为1020m厚层状灰色鲕状灰岩，具缝合线构造；中部为薄层状泥质石灰岩；底部为暗紫色、灰绿色钙质泥岩，并常夹有薄层状泥质灰岩。本层泉水点出露较其它层频繁，且多为裂隙下降泉，大部分出露于中、下部与钙质泥岩接触处，据原203队观测最大流量可达41.043L/S。水质类型为HCO3SO42Ca2+。主要以岩溶裂隙水为主，为区内主要的含水层之一。3）二叠系上统长兴组（P3c）：厚61.1191.73m，平均76.42m。深灰色沥青质石灰岩，中、下部夹燧石结核，上部夹灰黑色泥岩。裂隙发育，地面泉水点出露远不及大冶组一段与嘉陵江组，据原203队观测最大流量可达35L/s。水质类型为HCO3SO42Ca2+；PH为8。主要以岩溶裂隙水为主，为区内主要的含水层之一。4）二叠系上统吴家坪组（P3w）：层厚99.22m。出露于矿区南部和西侧。吴家坪组二段（P3w2）厚62.06m，主要为灰、深灰色薄厚层灰岩夹硅质灰岩、泥质灰岩，显条带状构造；为相对含水层。吴家坪组一段（P3w1）厚37.16m，为泥岩、黑色炭质页岩、铝土质页岩含K1煤层。为区内主要开采煤地层，为相对隔水层。据原203队施工钻孔资料反应，该段上部含水性较强，施工的9个钻孔中有5个钻孔在煤系有涌水现象，据其观测最大涌水量为5.13L/S，主要以岩溶裂隙水为主，为相对含水层。本层底部以泥岩为主，富水性弱，为相对隔水层。5）二叠系中统茅口组（P2m）：厚450m。出露于矿区南部的乌江右岸。以灰、深灰色中厚层灰岩、生物碎屑灰岩为主，夹硅质灰岩、燧石团块及沥青质灰岩、泥质灰岩等。泉水点出露较多，据原203队观测最大流量可达59.53L/S。水质类型为HCO3SO42Ca2+；PH为7.7。主要以岩溶裂隙水为主，为区内主要的含水层之一。3、断层的富水性及导水性区内共发现2条断层，其中地表出露断层一条（F1），钻孔揭露隐伏断层1条（F6）。现就井田内各主要断层的水文地质特征叙述如下：F1逆断层：为矿区内规模最大的断层，走向2135°，倾角一般75°78°，全长6.6km，水平断距1040m，落差30155m，全长6.6km。断层发生在大冶组石灰岩地层中，断层破碎带有方解石脉充填。沿断层破碎带有泉水点分布，据原203队观测，水量一般0.002L/s，雨季略有增大，此断层富水性弱，具有一定的导水能力。F6隐伏逆断层：为10号钻孔所揭露，破坏地层为P3w，展布走向大致15°，倾角约60°，落差约50m。破碎带方解石脉发育，钻孔揭穿断层前、后回次水位、消耗量均无变化，富水性弱，导水性弱。（二）矿井充水因素分析1、含水层对矿井充水的影响二叠系上统长兴组（P3c）及大冶组（T1d）一、三段为相对含水层，对矿井充水有一定影响，（各层水文情况详见综合柱状图），茅口组灰岩岩溶裂隙含水层，上距K1煤层10m，运输巷道建在茅口组地层中，茅口组灰岩含水层就成为矿井直接充水含水层。2、大气降水对矿井充水的影响大气降雨是地下水的主要补给来源，大气降水直接制约矿井涌水量的大小，枯季水小，雨季水量明显增大，部份形成坡流排入溪沟，地表水极易排泄，汇入矿区南部乌江中，矿区内地表排泄条件较好。因此，大气降水是矿井主要充水水源之一。开采时应注意雨季防洪。据本次地质调查，地表无水库、堰塘等水体。老窑井下巷道潮湿，采煤面干燥，据调查遇到大雨后，局部顶板有滴水。3、老窑及采空区对矿井充水的影响主平硐和风井在穿越浅部地层时，风化裂隙水经井壁渗入井巷，成为矿井充水水源；煤层开采后，受采动应力的影响及采后顶板冒落的影响，在采空裂隙、导水裂隙影响范围内的裂隙水流入采空区，也可成为矿井充水水源。4、断裂对矿井充水的影响区内F1和F6（隐伏）断层，据观察由于断层为逆断层，不含水，所以对矿井不会引起充水影响。5、矿井水文地质类型本井田构造中等，岩溶较发育，富水性强。大气降水是地下水的主要补给水源。据本次调查贵鑫煤矿最小涌水量5m3/h，正常涌水量7m3/h；而多雨期，大雨后矿井最大涌水量可达15m3/h。大气降雨是地下水的主要补给来源。但本区煤层位于侵蚀基准面以上，补给次于排泄，矿区开拓多以自然疏干的平硐开拓为主。其水文地质特征以顶底板岩溶充水为主的的矿体。根据该矿水文地质类型划分报告，矿井水文地质类型属中等。（三）供水水源利用矿区东侧田瓦公路以东+850m的标高的泉水，砂岩裂隙水（正常流量为18m3/h）引流流入矿井工业广场内的水池，沉淀过虑、消毒后供矿区生活、生产供水水源。二、矿井瓦斯据XX市煤炭工业管理局关于XX区2011年矿井瓦斯等级鉴定结果的批复（渝煤监管201256号），贵鑫煤矿绝对瓦斯涌出量1.8m3/min，属低瓦斯矿井。三、煤炭自燃倾向及煤尘爆炸性经中煤科工集团重庆研究院2010年鉴定，该矿K1煤层自燃发火倾向性等级为类（不易自燃），矿井无煤尘爆炸危险性。四、煤层顶底板K1煤层老顶为一层厚层状生物碎屑灰岩，岩石坚硬，岩体完整性好，稳固性亦较好。K1煤层直接顶板为黑色泥岩，为较软弱岩层，稳固性较差，易破碎。以层状岩结构为主，工程地质条件中等。经现场勘查，生产井巷中尚未出现过大规模垮塌、冒顶、片帮等不良工程地质现象。K1煤层直接底板为灰白色铝土质泥页岩，含散星状及结核状黄铁矿，其顶部有一层厚约0.40m的伪底，为褐黑色含炭质泥岩，硬度34。铝土质泥岩厚0.913.94m，遇水易膨胀，应防底推，矿井中常见地鼓现象，不易管理。直接底板为1.52.3m含黄铁矿结核的粘土岩，层位稳定。五、开采深度矿井开采标高+200+950m。本次论证在矿井取得的采矿权属范围内，采用图测法获得矿井开采K1煤层埋藏深度为181726m，最小深度181m,最大深度726m,一般320370m。第四节 矿井主要安全生产系统布置情况一、矿井开拓、开采该矿采用综合开拓方式，330m主平硐、480m辅助平硐进风，680m平硐作目前（首采期）回风平硐。矿井现有地面万吨煤仓和+480m主平硐工业广场为目前主要工业广场，+330m平硐为辅助工业广场。该矿井共划分为三个水平,分水平布置采区进行生产。目前开采采区为十七采区，回采工作面为3171一个采煤工作面。回采工作面采用爆破落煤工艺，单体液压支柱加铰接顶梁支护，采用“三·四”控顶，柱、排距分别为1.0m和1.0m，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m。采煤工作面的放顶步距为1.0m，自然陷落处理采空区，全部跨落法管理顶板。掘进工作面采用炮掘方式。二、矿井通风矿井通风方式为中央分列式，通风方法为机械抽出式。+330m主平硐、+480m为辅助进风平硐，回风平硐回风。3171工作面的新鲜风流由+330m平硐进入+385m水平到达工作面，乏风由+480m回风大巷经+480m回风上山至+680m回风井排出地面。风井安装的FBCDZ16型矿用防爆轴流式2台(1台工作，1台备用)，电机功率2×110kW。设计矿井总需风量为3600m3/min，实测风量为3948m3/min。其中+330水平进风1674 m3/min，+480水平进风562m3/min，+620水平进风1714 m3/min，完全满足采掘所需。当风量需要增大时，可以调整扇风机叶轮角度，增大风量。掘进工作面通风采用局部通风机压入式，每个掘进工作面配备2台FBT-42-11型局部通风机，各掘进工作面均设有专用回风巷，将乏风直接导入回风巷，实行独立通风。三、瓦斯防治主要采取以通风排放瓦斯为主，引放瓦斯为辅的措施防止瓦斯超限、积聚瓦斯燃烧、爆炸的瓦斯防治措施。四、粉尘防治矿井建有防尘管道，地面设置2600 m3和1200 m3防尘水池共2个，主水管道采用中108×4mm无缝钢管，支管采用50×3.5无缝钢管，井下设喷雾12处，风流净化喷雾5处，各作业点采用了综合防尘措施。五、矿井防灭火矿井开采煤层为不易自燃煤层。内、外因火灾的防灭火措施：在主要硐室配备了干粉灭火器，沙袋等。防灭火管路消防栓与防尘系统共用。六、矿井排水矿井目前为平硐开拓，矿井水经巷道水沟自流出井外。七、电气与通讯系统1、地面供电煤矿为双回路供电，一回路来自武隆白马变电站，供电线路LGJ-95mm2钢芯铝绞线，供电距离5.5km，电压等级为10kV。另一回路来自涪陵焦石变电站，供电线路为LGJ-95mm2钢芯铝绞线，供电距离3.5km，电压等级为10kV，两回路来自不同变电所；两电源分列运行，一回运行，一回带电备用。2、井下供电在十七采区下部车场设置十七采区变配电所，采用双回10kV供电（由+330m平硐配电所供电），选用MYJLV22-3×35mm2高压电缆，供电距离2200m，配置三台BGP9L-100/10高压防爆真空配电箱作总开关，一台BGP9L-50/10高压防爆真空配电箱作采掘变压器控制开关，BGP9L-50/10高压防爆真空配电箱作局部通风机变压器控制开关，高压侧为单母线分段接线，选择高压防爆真空配电箱均带有选择性漏电保护装置。1)采煤工作面低压配电系统：在采煤工作面运输巷和回风巷设置配电点，向采煤工作面运输巷、回风巷和采煤工作面设备供电，电压等级为660V。2)绞车低压配电系统：在采区上山绞车房设置配电点，向采区绞车设备供电，电压等级为660V。3)掘进低压配电系统：在各掘进工作面设置低压配电点，采用干线式供电，电压等级为660V。4)局部通风低压配电系统：掘进工作面局部通风采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电，供电电压为660V。矿井设有行政电话和调度电话，矿调度室安设80门交换机1台，交换机型号SW-2000。在矿办公室、炸药房、风机房、采掘工作面、重要硐室各安设有通讯电话。八、监测监控系统矿井安装KJ73N安全监测监控系统1套。安全监测、监控站设在矿监控室。地面监控站设监控主机2台，1台工作1台备用。21液晶、数字显示器2台。井下设5个安全监控分站，安装57个监控探头。其中瓦斯传感器16台。矿井其它安全检测仪器、仪表主要有光学瓦检仪10台,便携式瓦斯报警器55台，（其中备用25台）。九、人员定位、紧急避险系统1、人员定位系统矿井安装KJ237型人员定位系统1套，井下采掘工作面及回风和其他地点共安装人员射频器12台。使用识别卡180（其中备用20个）。2、紧急避险系统目前布置一个+330m水平永久避难硐室，布置在+330m水平装载车场北翼煤层底板茅口灰岩中，运输大巷前后20m范围内巷道顶板完整、支护完好，共布置两个出入口，均与+330m水平装载车场相连，其间距大于20m。硐室采用喷浆支护。避险人数50人。矿井建立紧急避险系统管理制度，设专人管理，定期检查。按相关规定对配套设施、设备进行维护、保养或调校，发现问题及时处理。紧急避险系统用电气设备、高压容器、仪器仪表、化学药剂等，符合相关产品标准的规定和国家有关管理要求，纳入安全标志管理的设备取得矿用产品安全标志。确保设施完好可靠。十、矿井提升运输、空气压缩机1、提升、运输+330m水平十七采区材料上山安装JTB1.0×0.8m防爆绞车(机械调速)，采用单钩串车提升。+330m主平硐及+330m水平运输大巷负责全矿井的煤炭及矸石运输，采用CDXT-5防爆蓄电池机车分段运输。运输大巷铺设18kgm的钢轨。根据采煤工作面运输平巷选用CDXT-2.5防爆特殊型蓄电池机车运输。2、矿井压风矿井地面设置压缩空气站，在330m主平硐地面工业广场安装2台BS-110型螺杆空压机(1用1备)，每台空压机供气量20m³min，排气压力0.75MPa，配用电机功率110kW，空压机为330m水平生产供风，同时为全矿井下压风自救系统供风。压风自救管路采用160×4型无缝钢管，采区上山分管选80×3.5型无缝钢管，采区运输和回风巷支管路选50×3.5型无缝钢管。压风自救装置安设在压风管道上，在距采掘工作面25-40m巷道内、爆破地点、撤离人员与警戒人员所在位置以及回风巷道有人作业处设置一组压风自救装置。压风管路接入避险硐室内，设置供气阀门，压风出口压力在0.10.3MPa，供风量不低于0.3m³min·人。十一、矿山救护矿井编制有矿井灾害预防和处理措施及煤矿灾害事故应急救援预案，与长寿区矿山救护队签订有救护协议。矿井配备有9名辅助救护队员。第二章 矿山压力规律第一节 回采工作面上覆岩层活动规律一、回采工作面空间状态煤矿开采过程中，根据回采工作面采空区的处理方法，回采工作面一般有图2-1-1所示的几种工作空间形式。a为使用刀柱法（或留煤柱）时的工作空间形式。b为使用顶板缓慢下沉法时的工作空间形式。c为使用全部充填或局部充填法时工作空间的形式。d为使用全部垮落法时的空间形式。图2-1-1 回采工作空间的形式采用全部垮落法时随着工作面推进，回采工作空间形状的变化如图2-1-2所示。图2-1-2 全部垮落法回采工作空间的变化状态由图可知，开切眼（图中a）类似于一般巷道。老顶垮落前（图中b），工作空间类似于使用刀柱法（图2-1-1中a）处理采空区的状况。在老顶垮落后（图中c），全部垮落法相当于采高为h+m的全部垮落法。图2-1-1中后三种形式的工作空间，前方顶板都由煤壁支撑，后方采空区则由已冒落的矸石、充填物或煤层底板支撑。