鑫源煤矿联合试运转年产9万吨申请报告.doc

果镇鑫源煤矿矿井建设项目联合试运转申请报告书工程建设规模：9万吨/年企业法人：杜林桂矿 长：王忠宇盘县柏果镇鑫源煤矿二一一年六月目 录关于申报煤矿建设项目联合试运转的请示1一、说明7二、贵州省煤矿竣工项目联合试运转备案登记表三、生产系统及安全设施自检报告2第一章 矿井概况3一、矿井交通及地理位置3二、井田境界3三、储量3四、“三量”4五、服务年限5六、资源条件5七、矿井灾害情况12第二章 设计概况19一、开拓系统19二、采掘生产系统19三、通风系统20四、瓦斯抽放21五、防突措施22六、副井提升系统24七、运输系统24八、排水系统25九、“三线建设”26十、矿井供电系统30十一、监控系统33十二、防灭火系统34第三章 建设情况及自检结论34一、开拓系统34二、采掘生产系统35三、通风系统36四、瓦斯抽放38五、防突措施39六、副井提升系统40七、运输系统41八、排水系统42九、“三线建设”42十、矿井供电系统45十一、监控系统46十二、防灭火系统47第四章 管理机构的配置48四、联合试运转方案49第一章 联合试运转的系统、范围和期限50第二章 联合试运转的测试项目、测试方法、测试机构和人员50第三章 联合试运转的预期目标和效果55第四章 联合试运转期间产量计划与劳动组织56第五章 联合试运转安全技术措施59第一节 加强“一通三防”管理，防止瓦斯安全事故安全技术措施59第二节 顶板管理安全技术措施67第三节 爆破安全技术措施72第四节 防止煤层自燃预防性技术措施75第五节 其它安全技术措施78第六章 联合试运转灾害事故应急处理预案101一、总则101二、组织机构及职责103三、调试期间危害因素识别：107四、调试期间事故危害的处理108五、灾害事故的自救、互救及避灾方法115六、应急资源116七、后期处置120附件目录122盘县柏果镇鑫源煤矿联合试运转申请报告盘县柏果镇鑫源煤矿关于申报煤矿建设项目联合试运转的请示盘县煤炭管理局：盘县鑫源煤矿位于贵州省六盘水市盘县柏果镇境内,矿区地址: 盘县柏果镇业租村。距红果火车站48km，距盘县县城42km，距盘县电厂5km，离小云尚火车站1km，水（水城）柏（柏果）铁路从矿山西部经过，盘水公路穿过矿山西部。地理坐标为：东经10429511043016，北纬260222260259。鑫源煤矿为整合矿井，由原打铁沟煤矿和破田煤矿资源整合而成。整合后，2007年11月15日贵州省国土资源厅以黔国土资储备字（2007）391号文件对资源储量评审作了备案；贵州省国土资源厅2007年5月颁发的采矿许可证，证号:5200000711053（临时）,井田面积0.2842km2 ，开采深度由1800米至1400米标高。2008年11月换发了盘县柏果镇鑫源煤矿采矿许可证，证号: 5200000830641,有效期为：2008年11月至2013年6月，（四年零七个月）整合后井田面积0.2777km2 ，开采深度由1800米至1400米标高。保有储量（121b333334？)145万吨，矿界内1400m以下资源量519.2万吨。矿井可采储量为51.56万吨;开采深度由1800米至1400米标高，生产能力9万吨/年。2007年9月委托贵州创新矿冶工程开发有限责任公司编制完成了盘县柏果镇鑫源煤矿（整合）开采方案设计，贵州省煤炭管理局以黔煤规字2007333号文审查备案。2007年12月由贵州华源矿山设计有限公司编制了盘县柏果镇鑫源煤矿（整合）安全专篇，贵州煤监局盘江煤监分局以黔煤安监盘字【2008】012号文审查批准。开采方案设计和安全专篇批准后,煤矿按照设计开工建设,先施工主斜井和风井，在施工过程中发现原设计不合理,于2009年11月对盘县柏果镇鑫源煤矿（整合）开采方案设计进行了变更。2009年11月由贵州丰顺矿山安全生产技术咨询服务有限公司编制完成盘县柏果镇鑫源煤矿（整合）开采方案设计（变更），同月，通过贵州水城矿业（集团）安创工程技术咨询服务有限公司专家组评审，下发了安创技审字2009011号文，关于盘县柏果镇鑫源煤矿（整合）开采方案（变更）的咨询意见，2009年12月14日在贵州省能源局备案（531号）;2010年7月由贵州丰顺矿山安全生产技术咨询服务有限公司编制完成盘县柏果镇鑫源煤矿（整合）安全专篇（变更），2010年8月23日贵州煤监局水城煤监分局以黔煤安监水字【2010】76号文对安全专篇（变更）作了批复。自开采方案（变更）和安全专篇（变更）批准后，鑫源煤矿开始主井、副井、风井和各生产系统全面建设。鑫源煤矿按照变更后的设计方案进行施工，主要井筒有主井、副井和风井，三条井筒均布置在9#煤层底板，倾角25。主斜井方位角90，斜长247.32m；副井方位角90，斜长239.25m；风井方位角100，斜长245.79m， 井底标高1400m。主井、风井于2010年6月贯通；主井、风井和副井于2010年12月贯通，形成主要系统。首采工作面布置在9号煤层北翼即1901工作面， 该工作面开切眼于2010年4月上旬与回风巷顺利贯通。掘进工作面布置在9#煤层南翼，即1902运输巷，1902回风巷，1902工作面作为接替工作面。在井巷工程施工中，1902运输巷，1902回风巷的专用回风绕道遇到落差为20米的F3断层，于2010年7月2日由贵州丰顺矿山安全生产技术咨询服务有限公司根据实际施工情况对绕道作了稍微调整。矿井通风方式采用中央并列式通风，主要通风机选用FBCDZ-16型矿用防爆轴流式通风机2台，一台工作、一台备用，功率均为275kw。井下局部通风机有6台型号均为FBD5.6/112的对旋式风机，两台运行，4台备用。矿井排水系统于2010年6月形成，现排水系统有D85-455型排水泵3台，三台水泵流量均为85m3/n,扬程225m。一台工作、一台备用、一台检修；安装有120mm管径排水管路两趟,一趟使用，一趟备用。矿井运输系统于2011年4月全部形成，主斜井安装有DTL80/15/2X75S型大倾角皮带一台，井下布置有一个储煤能力为60吨的井底煤仓与主斜井皮带运输机配套，直接将煤输送到地面煤仓，主要担负全矿井的原煤运输任务；副斜井安装有JTP-1.6型矿用提升绞车一台，主要担负全矿井的人员、材料和矸石提升下放任务。矿井供电系统于2010年12月完工，按照规程要求采用了双回路供电，两趟外线电源一趟来自土城矿6000伏变电站，一趟为柏果10000伏变电站；并配备800kw柴油发电机组，型号：JSLC1000,发电机型号：JSC800-14。目前整个供电系统配有高压成套开关柜12台，型号：KYN28A-12，低压成套开关柜12台，型号：GGD2。变压器6台：一台KS11-1250/6型，一台KS11-800/10型，一台KS11-500/10型，三台矿用专用变压器供井下动力负荷，两台工作，一台备用；一台KS9-250/10型、两台Sg-200/6矿用专用变压器供地面动力负荷及照明，矿井一类负荷实现双回路供电，井下局扇实现了双电源双风机。瓦斯抽放系统现安装有高、低负压两套系统，其中高负压抽放泵型号为2BEC-420型（负压范围为1655KPa），电机功率：135kw，负责本煤层抽放工程钻孔瓦斯抽放，配套主管道直径为12寸；低负压抽放泵型号为2BEC1-400型（负压范围为3.340KPa），电机功率：90kw，配套主管道为12寸，配套支管道为10寸，专门负责回采工作面采空区瓦斯抽放。瓦斯监控系统型号为KJ-65N型，已于2009年6月投入使用，现运转正常。购置了三台150钻机，用于探放水和深孔释放瓦斯。矿井“三线”已于2010年初全部安装到位。矿井通信系统为JC-130型，可安装矿用防爆电话32门，能满足矿井安全生产需要。矿井地面建有200m3的消防防尘水池一个，井下各井筒、采准巷道均装有消防、防尘管道系统并配套有三通、防尘喷雾装置。压风系统现安装有LGJ-20/7G型压风机一台，井下并配套压风主管道一趟，各井筒及采准巷道均布置有压风管道，井底车场布置有紧急避难所， 1901、1902运输巷和1902回风巷共设置有三个避灾硐室，各采掘工作面并按规定安装有压风自救装置。矿井于2011年4月安装了KJ69J型井下人员定位系统，自动防尘洒水系统系统，并已正常使用。目前，矿井已按照变更后的开采方案设计及安全专篇的要求，基本完成了各生产系统、辅助系统及安全设施的建设，具备联合试生产条件。为此特向县煤炭局申请进行联合试生产。请予以批示为谢！盘县柏果镇鑫源煤矿2011年6月2日一、 说 明盘县柏果镇鑫源煤矿属整合矿井。盘县柏果镇鑫源煤矿采矿许可证由贵州省国土资源厅于2008年11月换发，证号为：5200000830641，企业法人为杜安林，,企业经济类型：私营合伙企业，开采矿种为煤炭。矿区面积为0.2777km2，生产规模为9万t/a。本建设项目投资资金全部为企业自筹。我矿原（整合）开采方案设计由贵州创新矿冶工程开发有限责任公司编制完成，贵州省煤炭管理局以黔煤规字2007333号文审查备案；（整合）安全专篇由贵州华源矿山设计有限公司编制完成，贵州煤监局盘江煤监分局以黔煤安监盘字【2008】012号文审查批准。2009年11月由贵州丰顺矿山安全生产技术咨询服务有限公司编制完成盘县柏果镇鑫源煤矿（整合）开采方案设计（变更），同月，通过贵州水城矿业（集团）安创工程技术咨询服务有限公司专家组评审，下发了安创技审字2009011号文，关于盘县柏果镇鑫源煤矿（整合）开采方案（变更）的咨询意见，于2009年12月14日在贵州省能源局备案（531号）;2010年7月由贵州丰顺矿山安全生产技术咨询服务有限公司编制完成盘县柏果镇鑫源煤矿（整合）安全专篇（变更），于2010年8月23日贵州煤监局水城煤监分局以黔煤安监水字【2010】76号文对安全专篇（变更）作了批复。现我矿各生产系统和安全设施已按设计建成完工，安全管理机构及安全生产管理制度已基本健全，按规定配备了安全生产相关的管理人员、工程技术人员以及其它各工种人员，主要管理人员、工程技术人员和特种作业人员均持证上岗。人员证件、相关批复文件等详见后面附件。第48页贵州省煤矿竣工项目联合试运转备案登记表报备煤矿煤矿名称盘县鑫源煤矿法人代表杜林桂煤矿经营类型私营企业邮政编码553531隶属关系盘县柏果镇煤矿地址盘县柏果镇业租村联系电目建设性质整合技改矿井煤矿项目建设地址盘县柏果镇业租村传真电计生产能力9万吨/年建设起止年限2010年8月2011年9月有关部门审批及核准情况项目核准机关及核准文号(编号)贵州省煤炭管理局黔煤规字2007333号环境报告审批机关及文号贵州省环境保护局黔环评估纲201173号安全专篇审批机关及文号贵州煤监局盘江分局黔煤安监盘字2008012号地灾评估报告审批机关及文号2009年11月24日经六盘水市国土资源局备案采矿许可证颁发机关及证号贵州省国土资源厅证号：5200000830641地质勘查报告审批机关及文号贵州省国土资源厅黔国土资储备字2007391号工商注册机关及证号省工商局5200002932552（11）可研报告(或开采方案) 审批机关及文号贵州省煤炭管理局黔煤规字2007333号设计及建设情况设计工程量实际完成工程量概算投资(万元)实际完成投资（万元）提升设备型号及功率DYC80/15/275S总计1680.132970主扇风机型号及功率FBCDZ16二台，275KW井巷工程1768 m2268m652.011100主排水泵型号及功率D85-455三台，90KW土建工程4825m26300 m2210.31540主变压器台数及型号KS11-1250/6型1台KS11-800/10型，1台KS11-500/10型1台， KS9-250/10型1台、Sg-200/6型2台设备购置216.14860是否双回路供电或有备用柴油发电机(功率)有双回路供电并有自备柴油发电机一台（800KW）其他206.33470企业法定代表人：签 章：年 月 日县煤炭管理部门：是否同意转报（是、否）签 章：年 月 日市（州、地）煤炭管理部门：是否同意报备（是、否）签 章：年 月 日省煤炭管理部门：是否已报备案（是、否）经办人：复核人：签 章：年 月 日注：煤矿建设工程全部完工后，县（市、区）煤炭管理部门转报时情况属实。（州、地）煤炭管理部门同意后报省煤炭管理部门备案盘县柏果镇鑫源煤矿生产系统及安全设施自检报告工程建设规模：9万吨/年企业法人：杜林桂矿 长：王忠宇总工程师：赵贤军安全矿长：周 华生产矿长：缪合义机电矿长：唐景田编 制：陈 彬盘县柏果镇鑫源煤矿二一一年六月第一章 矿井概况一、矿井交通及地理位置盘县鑫源煤矿位于贵州省六盘水市盘县柏果镇境内,矿区地址: 盘县柏果镇业租村。距红果火车站48km，距盘县县城42km，距盘县电厂5km，离小云尚火车站1km，水（水城）-柏（柏果）铁路从矿山西部经过，盘-水公路穿过矿山西部，交通极为方便。地理坐标为：东经10429511043016，北纬260222260259，属土城向斜北翼西段。二、井田境界根据国土资源厅2007年5月颁发的采矿许可证：鑫源煤矿井田面积0.2842km2 ，开采深度由1800米至1400米标高。矿井境界拐点坐标见表211。表211井田境界拐点坐标表点号XY028825103545012512882104354501742288135835450402328820213544971042882230354498652008年贵州省国土资源厅在换发采矿许可证时对盘县柏果镇鑫源煤矿的拐点坐标和井田面积作了调整,调整后,井田由4个拐点坐标圈定,面积由0.2842km2调整为0.2777km2,设计方案变更采用坐标为调整后坐标，矿井境界拐点坐标见表212。表212调整后拐点坐标表点号XY1288135035450405228820213544971032882500354501204288207335450180矿区面积：0.2777平方公里，开采深度：+1800m+1400m标高三、储量根据贵州煤矿地质工程咨询与地质环境监测中心编制的盘县柏果镇鑫源煤矿储量核实报告，鑫源煤矿准采标高（18001400米）范围内矿产资源储量149.2万吨，其中：（111b）4.2万吨，（122b）2.6万吨，推断的内蕴经济资源量（333）123.2万吨，预测的内蕴经济资源量（334？）19.2万吨。另有铁路等煤柱损失资源量46.7万吨，矿界内1400m以下资源量519.2万吨。四、“三量”开拓煤量51.56万吨，准备煤量9万t，回采煤量2.44万t。五、服务年限矿井服务年限4a；开拓煤量可采期4a；准备煤量可采期1a；回采煤量可采期0.3a；六、资源条件1、地层矿山出露最老地层为二叠系上统峨嵋山玄武岩组(P3），最新地层为第四系（Q），由老到新依次叙述于下：（1）峨嵋山玄武岩组(P3)区内地表未出露。全层厚1000m，分为三段：下段（P31）：灰绿、深灰色玄武岩，致密块状，坚硬、夹凝灰岩层，厚900余m。与下伏地层呈假整合接触。中段（P32）：绿灰色凝灰岩夹深灰色粉砂岩、细砂岩及浅灰色铝质泥岩，局部夹煤一层，煤厚0.51.00m，全层厚一般20m左右。上段（P33）：下部以绿灰色玄武岩为主，上部以黄绿、红紫色凝灰岩为主，厚5080m。（2）龙潭组(P3l)全层厚310410m，由粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩及泥岩组成，煤组底部有一层铝质泥岩。全层含煤4050层，主要可采煤层1、3、5、6、9、10、12、15、16、18、20煤层，分布在煤系上部及中部。与下伏地层呈假整合接触。根据岩性和含煤情况可分为三段：下段（P2l1）：以24煤层顶板为上界，底部为13m灰色铝质泥岩，致密性脆，常见鲕粒结构。岩性以深灰灰黑色的粉砂质泥岩、粉砂岩为主， 夹菱铁质薄层和黄铁矿结核，常见有较完整的大羽羊齿，栉羊齿类植物化石，共含煤1012层，多薄而不稳定。段厚8898m，一般厚90m。中段（P2l2）：以24煤层顶板至12煤层顶板为界。下部以中厚层状，中细粒砂岩为主，在全区比较稳定，夹薄煤58层，厚约69m；上部岩性变化较大，以粉砂岩、粉砂质泥岩及细砂为主，常相互递变，夹较多的层状和不规则的菱铁质结核，砂岩中常见鲕状菱铁矿为其特征。含大量大羽羊齿、芦木等植物化石，厚约55m。含煤1015层，其中可采煤层有12、15、16、18、20煤层，为本区主要含煤段。段厚158182m，平均厚174m。上段（P2l3）：以12煤层顶板至1煤层顶板含动物化石的粉砂质泥岩为界。本段岩性在全区比较稳定，以灰灰绿色中厚层状的中、细粒砂岩为主，夹粉砂岩和粉砂质泥岩，中部有三层全区稳定的动物化石层位，以腕足类为主，其次为腹足类，植物化石较中、下段少。本段共含煤1014层，其中1、3、5、6、9、10煤层为可采煤层，为本区主要含煤段。段厚124146m，一般厚132m。矿山内仅上段及中段上部出露。（3）三叠系下统飞仙关组（T1f）与下伏地层为整合接触。按岩性分为上、下两段。下段（T1f1）：即“精查报告”中（P/T）绿色层，下部厚30m左右，为灰绿色薄层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩，含瓣腮类，腹足类化石；上部以绿色厚层状致密细砂岩为主，上部夹紫色粉砂质泥岩薄层，含蠕虫状方解石。全段厚76m。上段（T1f2）按岩性分为五亚段，由下至上为：T1f21：即“精查报告”中（T1f1），为紫灰、灰紫色薄层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩，夹中厚层状细砂岩，中部及上部夹灰绿色薄层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩。产瓣腮类动物化石。厚122m。T1f22：即“精查报告”中（T1f2），为紫色、暗紫色中厚层状细砂岩，灰紫色薄层状泥质粉砂岩、粉砂岩。含瓣腮类化石，一般厚96m。出露于矿山外。T1f2-3：即“精查报告”中（T1f31），为紫灰紫黄绿色薄层状泥质粉砂岩、粉砂岩，夹厚层状细砂岩，含瓣腮类化石，一般厚92m。出露于矿山外。T1f2-4：即“精查报告”中（T1f32），为紫灰黄灰色中厚层状细砂岩及粉砂岩，上部为紫红黄红色粉砂质泥岩，厚117m。出露于矿山外。T1f2-5 ：即“精查报告”中（T1f4），为灰紫色薄层状粉砂岩，紫色中厚层状细砂岩及含泥灰岩，厚110m。出露于矿山外。（4）第四系（Q）以残积、坡积为主。岩性为灰、深灰、灰绿、灰紫色碎石，亚粘土及砂质土为主，分选性差，多未胶结，分布零星。厚08m。与下伏地层呈不整合接触。2、可采煤层根据煤层的沉积先后及各煤层的间距，区内煤层分为下、中、上三个煤组：上煤组以10煤层至煤系顶部，此间共含编号煤层7层，分别为1、2、3、5、6、9、10煤层；中煤组以21煤层至12煤层顶板，此间共含编号煤层8层；分别为12、13、15、16、17、18、20、21煤层；下煤组以煤系底部向上至24煤层顶板，此间共含编号煤层4层：分别为24、26、27、29煤层。全区可采煤层有1、3、5、6、9、10、12、15、16、18、20煤层，平均总厚度18.37m左右，本区可采煤层大多集中于煤系上部的中煤组及上煤组，下煤组煤层不可采，本区可采煤层大多为中厚煤层，煤厚1.33.2m左右。区内含煤地层含煤总厚29.35m，含煤系数为8.42%。矿区范围内可采煤层自上而下编号为1、3、5、6、9、10煤层。因6#以上煤层经多年开采已基本结束，本次整合技改考虑9#、10#煤层。3、煤层顶底板1煤层：直接顶板粉砂质泥岩，间接顶为灰绿色粉砂岩，层理发育较为平整，裂隙不发育，平均厚5m，老顶为灰色细砂岩，层理发育、层面平整，裂隙不发育；伪底为泥岩，厚0.020.1m左右，裂隙发育，层面较平整，直接底为灰色细砂岩，层理发育，平整性脆，裂隙发育，平均厚4.7m左右。3煤层：顶板为灰色细砂岩，岩性坚硬，致密，层理发育，层面十分平整，平均厚7.51m；伪底为薄层泥岩，厚0.03m左右，遇水膨胀，直接底为灰色泥质粉砂岩，岩性有遇水变软的特征，平均厚10.5m。5煤层：直接顶为泥质粉砂岩，层面呈凸凹状态，厚2.5m左右，老顶为灰色分砂岩，层理发育，裂隙也较发育，厚3.5m左右；底板为粉砂岩及细砂岩互层，层理发育，裂隙也较发育，厚6.0m左右。6煤层：直接顶为灰色粉砂岩，厚7.0m左右，裂隙发育，层面较平整，老顶为泥质粉砂岩，厚1.5m左右；直接底为灰色泥质粉砂岩，层理发育，层面较平整。9煤层：直接顶为灰色粉砂岩，厚9.0m左右，裂隙发育，层面较平整；伪底为泥岩，厚0.5m左右，直接底为灰色细砂岩，层理发育，平整性脆，裂隙发育，平均厚5m左右。10煤层：直接顶为灰色粉砂岩，厚2.0m左右，裂隙发育，层面较平整；伪底为泥岩，厚0.3m左右，直接底为灰色粉砂岩，层理发育，平整性脆，裂隙发育，平均厚2m左右。4、地质构造矿山地层呈北东南西走向，倾向南东，倾角1437，一般为2027，矿山内沿走向和倾向产状变化不大，煤层产状与地层产状一致。矿山外及边缘地表发现断层5条，未发现褶曲。矿山总体上为一单斜构造。将断层依次叙述于下：F1正断层：为边界断层。位于矿山北西部谢家寨祠堂边出矿区，呈北东南西走向，走向长度800m，倾向南东，切割龙潭组上部及飞仙关组一段地层，地层断距约615m，为推测正断层。F2逆断层：为边界断层。位于矿山东部，在堕戛南东交F4正断层，至祠堂边出矿区，呈北北西南南东走向，走向长度1230m，倾向南西，倾角57，切割龙潭组上部及飞仙关组T1f1、T1f21地层，地层断距约15m，性质为逆断层。F3正断层：位于矿山北东部边界外，在祠堂边南东交F2逆断层，呈北东南西走向，走向长度480m，倾向南东，倾角70，切割飞仙关组T1f1、T1f21地层，地层断距约20m，性质为正断层。F4正断层：位于矿山南东角边界外，其西端交F2逆断层，呈北东南西走向，走向长度大于500m，倾向北西，切割T1f1地层，地层断距410m，性质为推测正断层。F10正断层：位于矿山东部边界外，呈北东南西走向，走向长度大于600m，倾向北西，切割T1f2-1T1f2-3地层，地层断距约1040m，性质为推测正断层。矿山F1、F2断层为边界断层，F3、F4、F10为边界外断层，矿山构造复杂程度类型应属中等。5、煤质9煤层：煤厚0.972.90m，平均1.94m，偶含0.06m左右夹矸1层，结构较简单，煤层较稳定，全区可采。10煤层：煤厚1.002.01m，平均1.50m，一般不含夹矸，结构简单，煤层较稳定，全区可采。灰分（d）：矿区内煤层的灰分一般在1630%之间，属中灰煤。灰分的变化规律是：低灰煤大多集中于煤系中部的中煤组，上煤组及下煤组煤层的灰分一般高于中煤组。灰成分以SiO2为主，一般含量大于50%，其次为Al2O3和Fe2O3含量达20%左右，CaO、MgO等含量一般均低于10%。挥发分（Vdaf）：原煤的干燥无灰基挥发分在32.4039.55%，平均32.4138.50%，变化不明显。按煤的干燥无灰基挥发分分级标准（GB/T 15224.194），本区煤层挥发分产率属中高挥发分煤。硫分（St,d）：煤中硫分含量主要以黄铁矿为主。按煤的干燥基硫分分级标准（GB/T 15224.22004），3、5煤层为低硫煤， 1煤层为中硫煤，6、9、10煤层为中高硫煤。本区低硫煤大多集中于煤系中部。胶质层厚度：Y值在1735mm间，一般为23mm左右，变化无规律。可采煤层的容重一般为1.351.45t/m3。发热量（Q）：矿区内可采煤层原煤干燥基高位发热量（Qgr,d）为26.0227.81MJ/kg，煤层为高热值煤。可选性：本矿可采煤层3煤层为中等可选，1、5、6、9、10煤层为低等可选。6、水文地质鑫源煤矿所在区域位于云贵高原向黔中高原过渡的斜坡地带，地处珠江流域北盘江水系上游的拖长江支流。区内地形以中山为主，内部多盆地和缓坡，境内碳酸盐类岩石广泛分布，地貌如溶丘、洼地、峰丛、溶斗、伏流等分布普遍。 区域内岩溶水和碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源，地下水动态随季节变化明显，一般每年5月中、下旬地下水流量、水位开始回升，69月为最高值，其间出现23次峰值，1012月份进入平水期，水位、流量开始逐渐递减，到次年三、四月份降为最低值。区域内龙潭组煤矿床上覆的中强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层，含水层之间水力联系较弱，对煤矿床开采影响小，只是当导水断层或其他导水通道沟通上覆含水层与矿床水力联系时，上覆含水层才会成为矿井的充水水源，从而威胁到煤矿床的开采。龙潭组煤矿床下伏茅口组强灰岩含水层与煤矿床深部下煤组煤层间隔水层较厚，其地下水间接威胁深部下煤组煤层的开采。（1）矿区地层含、隔水性矿山最低侵蚀基准面为北西角拖长江江底海拔1488.0m。二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3)弱含水层灰色灰绿色玄武岩，块状，致密、坚硬，夹凝灰岩，厚1000m。该组地层由于岩石普遍抗风化能力强，岩石裂隙不发育，不易渗入大量大气降水，富水性微弱，对茅口组灰岩岩溶水起阻隔作用，因此该组为一弱含水层。二叠系上统龙潭组(P3l)弱含水层分布于矿山西部，出露不完整，全组厚310410m，含煤50余层，分为上、中、下三段，含水性如下：下段以深灰色灰色薄层状粉砂岩、泥质粉砂岩为主，泥岩、细砂岩次之。本段含裂隙水，局部为承压水，富水性弱，岩层的富水性随深度的递增而减弱，是矿井直接充水含水层。中段以灰色灰绿色中厚层状细砂岩、薄层状粉砂岩为主，夹泥质粉砂岩和泥岩，细砂岩、粉砂岩中含裂隙水，浅部含风化裂隙水，岩层富水性随深度的增加而减弱，是矿井直接充水含水层。上段以灰色灰绿色薄层状粉砂岩为主，含风化裂隙水，含水性亦弱，是矿井的直接充水含水层。水文地质测绘未见泉点，矿山内破田煤矿煤层顶板局部滴水，打铁沟煤矿1煤层顶板局部滴水，流量为0.001L/s。由于以碎屑岩为主，岩石含泥质成分多，因而岩石普遍抗风化能力弱，露头区有较厚的强中风化带，易渗入大量大气降水，含浅层风化裂隙潜水，越往深部，岩石裂隙发育程度减弱，岩石含水性相应降低，仅含微弱基岩风化裂隙水和构造裂隙水，该组为一弱含水层。三叠系下统飞仙关组（T1f）隔水层全组厚600m，按其岩性分为上下两段：下段（T1f1）：上部以灰绿色厚层状细砂岩为主，致密坚硬，下部为粉砂岩，砂质泥岩，底部为绿色细砂岩，砂质泥岩，局部为裂隙水，含水性弱，可视为隔水层段。上段（T1f2）：分为五亚段，为灰紫、紫灰、紫红色粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、泥岩，局部为裂隙水，含水性均弱，可视为隔水层段。该段多出露于矿山外。第四系(Q)弱含水层仅残留于山谷、溪沟、洼地及山间斜坡一带。为碎屑岩的残积、坡积及冲积物，厚度一般小于5m，仅含微弱孔隙潜水。调查中未发现泉点，总体上该层为一弱含水层。（2）断层带水文地质特征矿山内未发现断层，矿界附近发现断层4条，其中正断层3条，断距520米，倾角70左右，逆断层1条，断距约20米，倾角57。虽然矿山内无断层，一般不会造成强含水层与煤层拉近或直接造成矿井突水，若发育于以塑性岩石为主的含煤地层中的小断层也具有微弱的含水、导水性能，对矿井充水影响小。但当井巷穿越F1、F2边界断层时，由于周围岩层的风化节理裂隙较发育，有利于大气降水的渗入，井巷可能发生渗水、淋水和涌水现象。（3）小煤矿、老窑水文地质特征矿山有原破田煤矿及打铁沟煤矿2个小煤矿，矿山内3个老窑因开采年代久远，水文情况不详。原破田煤矿主要开采5、6煤层，生产能力3万吨/年，斜井开拓方式。该矿煤层及其顶板一般无涌水现象，老采空区有积水来自雨季从斜井口流入，采用间隙性水泵抽水，未发生过突水、淹井事故。原打铁沟煤矿为斜井开拓，生产能力3万吨/年，主要开采1、5、6煤层，该矿巷道局部具浸水现象，汇集后水量0.001L/S，据分析来自采空区积水，采用间隙性水泵抽水，未发生过突水、淹井事故。（4）充水因素分析地表水：冲沟接受雨季较大面积大气降水汇入，水量较大，这些冲沟多位于含煤地层露头地带及上覆地层地带，冲沟附近的网状、脉状裂隙密集，它们与煤层风化、氧化带直接接触，将来沿沟溪一带开采煤层时，冲沟水可能沿风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井，为矿井浅部开采的直接充水水源。拖长江：自南向北从柏果镇进入本区，经小云尚至北端流出区外。矿山煤层走向与拖长江水流向呈平行或交叉关系，拖长江对+1490标高以上煤层开采无影响，+1490标高以下煤层开采有较大影响。第四系孔隙水：矿山内覆盖的第四系，含水性弱，加之厚度不大，分布不广，蓄水量有限，对煤矿开采影响小。龙潭组弱裂隙含水层：该组主要为碎屑岩，富水性总体微弱，在构造断裂及应力破坏影响的地段，含水量相对会较大，矿床开采到这些地段，矿井出水量会比正常出水量增大。该组为煤矿床开采的直接充水水源。小煤矿采空区积水：原小煤矿内存在着一定的采空区积水，是浅部矿井开采的重要充水因素，在开采浅部煤层时，采空区积水易渗入矿井而成为矿井直接充水水源。（5）水文地质类型本矿山大部分矿床位于最低侵蚀基准面以下，直接充水水源主要为龙潭组裂隙水、原小煤矿采空区积水、地表水，开采位于最低侵蚀基准面以下的煤层时，间接充水水源为茅口组强岩溶水，故本矿山属于以裂隙充水为主，水文地质条件复杂程度为中等，水文地质类型属二类二型，只是在断层交错地带、采空区密集地带、煤层低于最低侵蚀基准面地带，水文地质条件复杂程度增大。七、矿井灾害情况1、水灾我矿水文地质条件水文地质条件复杂程度为中等，水文地质类型属二类二型，预测的矿山最小涌水量约8m3/h，最大涌水量约20m3/h。煤层顶底板强含水层对矿井的充水影响较小，主要水患来源于地表水。由于历史原因，对地表老窑开采状况的调查有待完善，地表老窑积水是我矿防治水工程的重点防范对象。2、瓦斯根据黔煤行管字【2007】67号对六盘水市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，整合前的盘县柏果镇打铁沟煤矿矿井相对瓦斯涌出量为13.41m3/t，属高瓦斯矿井。根据黔能源发【2009】252号对六盘水市煤矿2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，柏果镇鑫源煤矿矿井相对瓦斯涌出量为10.47m3/t，属高瓦斯矿井。3、煤与瓦斯突出2010年12月委托中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对1400水平以上9#、10#煤层作了煤与瓦斯突出危险性鉴定，鉴定结果为突出煤层。根据贵州省安全生产监督管理局、贵州省煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”（黔安监管办字2007345号），盘县为国家划定突出矿区，因此我矿按有煤与瓦斯突出危险性进行建设和管理。4、煤层自燃与煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2010年5月对鑫源煤矿9、10号煤层自燃倾向性和煤尘爆炸性检测报告，9号煤层属级自燃煤层，煤尘有爆炸性；10号煤层属级自燃煤层，煤尘有爆炸性；5、火灾我矿开采9号、10号煤层均属级自燃煤层，因此我矿火灾隐患主要来源于以下两个方面：1、来源于煤层自身的内因火灾；2、由于电气事故、机械摩擦或撞击、地面雷电、井下爆破、地面明火等导致的外因火灾。6、顶底板本矿9煤层：直接顶为灰色粉砂岩，直接底为灰色细砂岩，层理发育，平整性脆，裂隙发育。10煤层：直接顶为灰色粉砂岩，直接底为灰色粉砂岩，。第二章 设计概况一、开拓系统采用斜井开拓，有主斜井、副斜井和回风斜井三条井筒，倾斜长分别为：210m、210m、180m。在+1400m水平布置井底车场、机电硐室及井底水仓等。二、生产系统1、采区巷道布置矿井为一个采区生产，主斜井和副井井口布置在10号煤层底板岩层中，主斜井布置在10号煤层底板岩层中，主斜井以271度方位角25度倾角掘进，穿过10号煤层至1400米水平后布置井底车场。回风井布置在9号煤层顶板，以282度方位角25度倾角掘进，掘至9号煤层后施工联络斜巷与连通形成通风系统。副斜井布置在主斜井和回风井之间，同样布置在10号煤层底板岩层中，以272度方位角25度倾角掘进，穿过10号、9号煤层至1400米水平后与井底车场连通。采区内不再布置采区上山，直接由主斜井和副斜井作运输石门至9号煤层，由回风井作回风石门至9号煤层，然后在北面形成采煤工作面，在南面布置接替面。“主斜井、副斜井和回风斜井三条井筒”在设计过程中方位确定是反的1901首采工作面斜长55m，采面垂高55 m，伪倾斜倾角35，下区段与上区段之间为避免矿压大，可考虑留设13m煤柱尺寸。2、采煤方法与工艺采用走向长壁式采煤法，后退式回采，钻眼爆破法落煤，单体液压支柱配合铰接顶梁支护，全部垮落法管理顶板。回采工作面采用刮板运输机运输，运输顺槽采用胶带输送机运输，主斜井采用胶带输送机运输，副斜井采用绞车提升。3、掘进工作面全矿布置二个煤巷掘进头（1902运输顺槽掘进头、1902回风顺槽掘进头），采用人工钻爆法掘进。三、通风系统1、通风系统1）通风方法通风方法为抽出式通风。2）通风方式矿井通风方式为中央并列式。2、风量及等积孔1矿井容易时期最大风量：QK27.5m3/s；2. 矿井容易时期通风阻力：h1211.921Pa。3矿井困难时期最大风量：QK27.5m3/s；4. 矿井困难时期通风阻力：h1330.7Pa；等积孔面积分别为1.8m2和2.2m2。投产时期回采面分配风量10m3/s，每个掘进面分配风量7.5m3/s，硐室2.5m3/s，其他地点分配风量2m3/s。3、投产时期通风线路为：主斜井（副斜井）2#运输石门工作面运输顺槽采煤工作面工作面回风顺槽1901回风道回风井引风道地面。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。4、通风机（1）掘进工作面使用DSFA-5型防爆对旋局部通风机供风，风量2.84.0m3/S。（2）主要通风机选用FBCZ-6-14A型防爆轴流式风机二台，一台工作、一台备用。风量1740m3S，静压100650pa，转速980r/min比A声级噪声38dB，电机功率为30kw。四、瓦斯抽放1、瓦斯抽放方法结合鑫源煤矿赋存、瓦斯来源等特点，决定主要采取本煤层预抽（高负压）与采空区抽放（低负压）相结合的抽放方法。工作面回采前在工作面下顺槽打顺层向上孔对采煤工作面进行预抽。掘进工作面掘时在迎头施工长钻孔进行2、抽放效果（1）抽放纯量根据分源预测法预测的矿井绝对瓦斯涌出量为4.8m3/min。高负压抽放率取20%，则抽放纯量为4.8200.96 m3/min。低负压抽放率取20%，则抽放纯量为4.8200.96 m3/min。（2）混合抽放量高抽放浓度取30%，则混合抽放量为：Q混=0.9630%3.2m3/min 低抽放浓度取20%，则混合抽放量为：Q混=0.9620%4.8m3/min3、抽放设备低负压抽放系统选择SKW20型水环式真空泵2台，其最大气量为Q=15.9m3/min，瓦斯泵的极限真空约压H = 100hPa，配套电机YB250M6dI，电机功率30kw，电压380/660v，转速730r/min。高负压抽放系统选择SKW12(B)型水环式真空泵2台，其最大气量为Q=10.8 m3/min，瓦斯泵的极限真空约压H = 240hPa，配套电机YB225M6dI，电机功率30kw，电压380/660v，转速970r/min。五、防突措施 1、设计选用的机电设备为矿用防隔爆型或本质安全型，均满足煤矿安全规程第444条的有煤与瓦斯突出危险矿井机电设备选型要求。2、在具有瓦斯突出危险煤层采掘工作面附近、爆破时撤离人员集中地点设有直通矿调度室的电话，并设置有供给压缩空气设施的避难硐室和压风自救系统。工作面回风系统中有人作业的地点，也设置压风自救系统。3、该矿井采用斜井开拓方式，井筒均布置在岩石中。4、开采突出危险的煤层时，采掘工作面必须独立通风，严禁任何两个工作面之间串联通风。5、在突出危险区域，掘进工作面进风侧必须设置至少2道牢固可靠的反向风门。反向风门的距离工作面的设置距离，应根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定。 6、按5#、6#、9#、10#的顺序开采各煤层，6#作为保护层9#首采。7、石门揭煤工作面采用抽、排放防突措施；8、掘进工作面采取“先抽后掘”和“四位一体”综合防突措施。9、采煤工作面采用顺层钻孔预抽煤层瓦斯的措施。六、副井提升系统在副斜井井口设置一套提升设备作单钩串车提升完成人员、矸石、设备和材料等的提升任务。采用升降人员与提升矸石、设备和材料等混合提升。1、井筒倾角25，斜长210m；车场形式：车场为平车场；2、提升容器：MF1.1-6A型翻转式矿车，自重590kg；1t材料车自重500kg，人车选用型号为XRB15-6/6；2节（一头一尾）组成，人车允许的运行速度为：不大于4m/s。3、提升钢丝绳： 67+FC221670特型钢丝绳，其技术特征见下表：矿井提升机钢丝绳规格表名 称规 格钢丝绳直径 d（mm）20钢丝绳单位长度重量 Pk (kg/m)1.429钢丝破断拉力总和 F1(kN)234004、选择JT16001200-20型单滚筒矿用防爆提升绞车，绳速Vp=2.0 m/s，最大静张力Fmax=45kN；配套电机：JR16-8型，95kW，380/660 V，主机厂配套供给电控设备，并加装动力制动装置。卷筒直经Dg20801600 mm卷筒宽度Bg1200911 mm最大静张力F j=4523.5kN七、运输系统回采工作面采用刮板运输机运输，运输顺槽采用胶带输送机运输，主斜井采用胶带输送机运输（选择STD650型胶带输送机1台，其参数为：带宽650mm，运输量100T/h，运距210，功率60KW，速度1.2m/s，660V。副斜井采用绞车提升。八、排水系统在+1400m标高布置井底主、副水仓，并建水泵房集中排水，排水管道经主斜井将井下涌水量直接排至地面。根据巷道围岩情况，水仓采用砼碹支护，掘进断面积5.11m3，净断面积4.8m2。（3）水仓长度及个数水仓长度：LV/S64/4.813.3m中央水仓布置在+1400m水平，考虑到特殊情况下的涌水, 设置两个水仓，一个主水仓，长度20m，容量96m3；一个副水仓，长度15m，容量72m3，以便一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。中央水仓排水泵选择80D305型水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修。矿井涌水流量较大时，可两台水泵同时工作。其参数为：流量43m3/h，扬程为150m，配电动机功率为30kw。九、“三线建设”（一）防尘、消防系统井下正常涌水量为8m3/h，可将矿井污水处理站将处理后的矿井水经1台高位消防水池补水泵抽至250m3地面生产、消防与井下消防防尘（给水）合用的高位消防水池，该水池设计位于场地东面山坡上的+1530mm标高，其中250m3地面生产、消防水池中要时刻保持不少于200m3的消防用水储存在水池中。为了保证井下供水的可靠性，选高位消防水池补水泵2台，其中一台备用，型号为D25-302，Q35m3/h，H60m，N17kw，从地面的水处理站抽到消防洒水水池。井下最高用水地点（回风井井口1488m）与生产消防水池相对高差为42m，满足静压供水高差大于35m的要求。由250m3井消防洒水水池敷设DN80焊接钢管至井下，井下消防洒水靠生产消防水池静压经枝状管网沿副井自流至井下，用于井下消防、井下防尘洒水、巷道掘进和锚喷用水等。因井下正常涌水量为8m3/h，而井下消防洒水及生产用水为188.5m3/d=7.9m3/h，经处理后的水能满足生产需要。主要用于装岩(煤)洒水、爆破喷雾、冲洗岩帮巷道洒水、掘进后喷雾洒水。在凡是可能产生粉尘的地方，如井下采掘工作面、溜煤眼刮板输送机、转载机等的转载点上均设置喷雾防尘装置。在设有供水管道的各条石门及斜巷每隔100m应设置一个规格为50的给水栓；在掘进巷道中：岩巷每100m，煤巷每50m设置一个规格为50的给水栓；在溜煤眼、转载点等需要冲洗巷道的位置设置一个规格为50的给水栓。（2）掘进井巷和硐室时，必须采取湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩（煤）洒水和净化风流等综合防尘措