附件1：
雷公山煤矿2014年度矿井灾害预防与处理计划
第一章矿井生产概况
第一节矿井概况
一、位置、范围及交通
雷公山井田位于黔西县北东部，属黔西县花溪彝族苗族乡和中建苗族彝族乡管辖，整个井田大致为以南北走向的长条形，南北长约5km，东西宽约1km～2km，面积约8.168km2。地理坐标值为：东经106°18′00″～106°19′45″，北纬27°16′00″～27°18′45″。
井田中心距黔西县城约60km，距黔西电厂约55km，近南北向的花溪——中建简易公路从井田西部边缘通过；向南约2km经中建乡北行35km可至金沙县，金沙县城至黔北电厂约16km。同时，勘查区内乡村简易公路将矿山与周边禹谟镇、花溪乡、中坪乡、中建乡、重新镇等乡镇相连，交通较为方便。
二、自然环境及地质灾害
井田地处云贵高原东侧斜坡地带，区内地势总体上北高南低，东高西低。地形起伏中等，最高点位于中东部的雷公山，海拔标高+1496.8m，最低点为井田西侧外围的田冲，海拔标高+1060m，相对高差一般300m～350m，最低侵蚀基准面为井田西侧区矿山运煤公路小河沟桥，海拔标高1039.67米。
矿区内现状地质灾害较发育，区内目前已发现的地质灾害现象明显的有：
c）至龙（1）岩脚滑坡（B5）：位于矿区以西野那沟水库以北，滑床地层为长兴组（P
3 l），滑向118°，滑动角27°，滑动水平距140～450m，面积约98418m2，错开煤层潭组（P
3
露头，对浅部煤层略有影响，现已稳定，属切割式大型古滑坡。
（2）轿子山北滑坡（B6）：位于矿区风井以西，滑床地层为龙潭组，滑向正东，滑动角31°，滑动水平距45m，面积约8314 m2，对煤层无影响，现已稳定，属切割式小型古滑坡。
（3）猫猫冲北滑坡（B7）：位于猫猫冲以北，滑床地层为长兴组，滑动方向为北西向，滑动角24°，面积13402m2；切穿煤层露头，对浅部煤层略有影响，现已稳定，属小型古滑坡。
（4）地表塌陷坑（H5）：该坑位于雷公山以东，坑口呈椭圆形，面积为517m，位于夜郎组二段地层中，属于岩溶塌陷坑，垮塌深度无法测量。
（5）矿区内已有多处崩塌，均处在不稳定时期，野那沟水库以北的长兴灰岩陡坎，随时
有崩塌、垮落的可能。
三、地质概况
（一）地层
勘探区内出露的地层由老至新有二叠系中统茅口组（P 2m ）；二叠系上统龙潭组（P 3l ）、长
兴组（P 3c ）；三叠系下统夜郎组（T 1y ）、茅草铺组（T 1m ）以及第四系地层。各组、段地层特
征简述如下：
1.二叠系中统茅口组（P 2m ）
灰至灰白色厚层状含生物碎屑粉晶灰岩，颜色较浅，顶部为硅质灰岩、燧石灰岩，富含
动物化石及碎屑。已知出露厚度大于32m ，分布于井田东侧。
2.二叠系上统龙潭组（P 3l ）
上部以粉砂岩为主，砂质泥岩、石灰岩，细粒砂岩次之，见植物叶片及植物化石碎片，
偶含黄铁矿包体，含星散状及侵染状黄铁矿晶粒；下部以泥质粉砂岩、粉砂岩为主，砂质泥岩、细粒砂岩次之，见植物叶片化石及化石碎片。矿区含煤地层，厚97m ～135m ，平均厚117m ，与下伏茅口组地层为平行不整合接触，出露于矿区东侧。
3.二叠系上统长兴组（P 3c ）
为灰色～黑灰色中厚层状燧石灰岩，细晶～粉晶结构，局部夹少量泥质灰岩，局部夹生
物碎屑灰岩，具较弱的沥青臭味。岩石裂隙发育，质地坚硬，方解石细脉充填节理裂隙。与下伏龙潭组为整合接触。已知出露厚度为37m ～41m ，平均厚度39m 。
4.三叠系下统夜郎组（T 1y ）
由细碎屑岩、碳酸盐岩及砂质泥岩组成，在本井田内分布面积最大，与下伏长兴组为整
合接触。按其岩性可分为三段：
下段（T 1y 1）：为灰至深灰色、灰绿色薄至中厚层状钙质泥岩、泥质粉砂岩， 局部夹薄层
状粉晶灰岩及泥岩，节理较发育，有少量方解石充填。厚度为10.5m ～15m ，平均厚度12.5m 。
中段（T 1y 2）：中、上部岩性为浅灰至灰色中厚层状灰岩，局部见鲕粒灰岩。下部灰色～
深灰色薄至中厚层状灰岩。细晶至泥晶结构。局部有灰色薄层状钙质泥岩及泥岩，全层缝合线构造发育，裂隙发育，方解石脉充填其间，显微波状层理。揭露厚度为221m 。
上段（T 1y 3）：为紫红色、灰绿色薄至中厚层状粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩；
局部夹灰至浅灰色薄至中厚层状灰岩，细晶结构，方解石脉较发育。节理裂隙较发育，显平行及微波状层理。揭露厚度为95m 。
5.三叠系下统茅草铺组（T
m）
1
主要为灰色、浅灰色中厚层状至块状灰岩、白云岩；细晶、微晶结构；块状构造，缝合线发育。邻近施工钻孔揭露平均厚度为310m，出露于井田西部，与下伏夜郎组地层整合接触。
6.第四系（Q）
坡积、堆积与残积成因的砂土、亚砂土、亚粘土及粘土，零星分布于沟、谷中，厚0～10m。
（二）煤层赋存情况
本井田内的煤系地层即为二叠系上统龙潭组（P
l），它是由细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂
3
岩、粉砂质泥岩、泥岩、煤层、粘土岩及石灰岩构成的韵律层组成。厚160～220m，含煤13～17层，煤层累计总厚10.19～12.13m，平均11.29m，含煤系数6.23%。其中可采者6层，可采煤层总厚7.38～7.59m，可采煤层含煤率3.45%。
根据岩性和含煤特征，本井田内的煤系可分为上、下两段。上段自长兴组底界起至9煤层下的灰绿色细砂岩底止，厚度为64.08～89.46m，平均厚73.85m，含可采煤层2、5、9三层；下段自9煤层下的细砂岩底起至茅口组灰岩顶界止，厚度为98.86～119.25m，平均厚110.57m，含可采煤层13、14、15三层。
（三）地质构造
1.区域构造
区域的大地构造位置位于扬子准地台黔北台隆遵义断拱毕节北东向构造变形区的东部，区域构造为一背斜（安底背斜）北西翼，地层倾角10～35°。安底背斜北起遵义县鸭溪镇全新，南止黔西县大关镇干草坪，背斜轴走向26～54°，主体倾向北西，局部出现倒转使东翼地层倒转向西倾或直立；背斜核部至两翼依次有寒武系（ε）、石炭系（C）、二叠系（P）、三叠系（T）和侏罗系（J）等地层。区域断裂构造不发育。
2.井田构造
井田构造位置位于安底背斜西翼，总体构造形态呈单斜构造，地层走向北北东，倾向北西西，倾角10～35°，一般33°。区内及周边次级小褶曲较发育，主要发育轴向与地层倾向基本一致和轴向垂直地层倾向的两组褶曲。前者规模较大，地表出露在井田西侧三叠系中统松子坎组地层中，褶曲轴走向与地层走向一致呈南北向，褶曲延伸长度大于井田南北向长度，褶曲两侧常伴有小褶曲发育，褶曲西侧地层倾角逐渐变缓并在矿山主平硐呈近水平，倾角由东向西从78°逐渐降低至12°；褶曲东侧地层倾角呈逐渐增加趋势，井田内地层倾角由西向东从30°逐渐增加至43°；该褶曲位于井田外西侧，其平面下方煤层埋深较深，是否会影响井田内煤层尚待进一步查证。后者规模较小，地表出露在井田东侧龙潭组煤系地层中，特征
明显，造成浅部煤层露头垂直地层走向波状起伏，对井田深部煤层无影响。
地质报告未对井田内的冲击地压、陷落柱、剥蚀带进行论述，矿井应对陷落柱、剥蚀带
应进行补探、调查，防止矿井生产过程中，陷落柱、剥蚀带对矿井构成危害。根据该地区的煤矿开采情况，矿井未发生冲击地压，本矿井初期开采深度较浅，冲击地压情况不明显，随着开采的延伸，开采深度加深，冲击地压情况较明显，应作好其防护工作。
四、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温
1.瓦斯
⑴煤层瓦斯成份及含量
通过对测试报告的分析，补勘区内2#煤层的瓦斯含量为4.93～14.74m 3/t·可燃物，平均
9.28m 3/t·可燃物，瓦斯成分中CH 4的含量平均为79.33%；氮气（N 2）含量为18.49%，二氧化
碳（CO 2）含量平均为1.75%，重烃（C 2H 6）含量平均为0.22％，氢气（H 2）含量平均为0.045％。3#上煤层的瓦斯含量为16.96m 3/t·可燃物，瓦斯成分中CH 4的含量为81.61%；氮气（N 2）含量
为16.41%，二氧化碳（CO 2）含量平均为1.44%，重烃（C 2H 6）含量平均为0.24％，氢气（H 2）含量平均为0.06％。5#煤层的瓦斯含量为13.34～14.02m 3/t·可燃物，平均13.68m 3/t·可燃物，瓦斯成分中CH 4的含量平均为78.37%；氮气（N 2）含量为19.73%，二氧化碳（CO 2）含量
平均为1.42%，重烃（C 2H 6）含量平均为0.24％，氢气（H 2）含量平均为0.08％。9#煤层的瓦斯含量为6.92～15.23m 3/t·可燃物，平均11.37m 3/t·可燃物，瓦斯成分中CH 4的含量平均为
72.08%；氮气（N 2）含量为23.59%，二氧化碳（CO 2）含量平均为1.42%，重烃（C 2H 6）含量平
均为0.22％，氢气（H 2）含量平均为0.07％。13#煤层的瓦斯含量为6.51～15.86m 3/t·可燃物，平均11.59m 3/t·可燃物，瓦斯成分中CH 4的含量平均为77.50%；氮气（N 2）含量为19.47%，
二氧化碳（CO 2）含量平均为2.43%，重烃（C 2H 6）含量平均为0.23％，氢气（H 2）含量平均为
0.08％。14#煤层的瓦斯含量为5.43～13.79m 3/t·可燃物，平均10.12m 3/t·可燃物，瓦斯成分中CH 4的含量平均为69.83%；氮气（N 2）含量为22.84%，二氧化碳（CO 2）含量平均为6.62%，
重烃（C 2H 6）含量平均为0.47％，氢气（H 2）含量平均为0.06％（见下表）。
煤层瓦斯含量与成分分析成果统计 煤层
瓦斯含量(mL/g) 瓦斯成分(%) CH 4 C 2-C 6 CO 2 合计 CH 4 C 2-C 6 CO 2 N 2 H 2 2# 最大
14.74 0.04 0.37 15.15 93.96 0.4 2.52 29.50 0.05 最小 4.93
0.014 0.07 5.014 68.48 0.12 0.57 5.28 0.04 平均 9.28 0.028 0.23 9.54
79.33 0.22 1.75 18.49 0.045
煤层
瓦斯含量(mL/g) 瓦斯成分(%)
CH4C2-C6CO2合计CH4C2-C6CO2N2H2
点数 4 4 4 4 4 4 4 4 2 3#上16.96 0.05 0.3 17.31 81.61 0.24 1.44 16.41 0.06
5#最
大
14.02 0.03 0.16 14.21 80.53 0.29 1.95 22.69 0.08 最
小
13.34 0.05 0.34 13.73 76.21 0.19 0.90 16.77 0.08 平
均
13.68 0.04 0.25 13.97 78.37 0.24 1.42 19.73 0.08 点
数
2 2 2 2 2 2 2 2 1
9#最
大
15.23 0.13 0.68 16.04 89.5 0.41 3.03 40.41 0.11 最
小
6.92 0.01 0.06 13.67 54.15 0.06 0.68 8.67 0.04 平
均
11.37 0.045 0.24 18.57 72.08 0.22 1.42 23.59 0.07 点
数
6 6 6 6 6 6 6 6 4
13#最
大
15.86 0.06 0.44 116.36 86.23 0.3 3.72 27.95 0.11 最
小
6.51 0.02 0.22 6.75 69.38 0.13 1.5 9.91 0.05 平
均
11.59 0.04 0.30 11.93 77.50 0.23 2.43 19.47 0.08 点
数
4 4 4 4 4 4 4 4 3
14#最
大
13.79 0.13 2.45 16.37 89.43 1.35 22.31 44.03 0.08 最
小
5.43 0.02 0.14 5.59 33.26 0.11 1.02 8.17 0.05 平
均
10.12 0.056 0.72 5.45 69.83 0.47 6.62 22.84 0.06 点
数
5 5 5 5 5 5 5 5 3
据上表，补勘区内各可采煤层3#上、5#、9#、13#煤层瓦斯含量较高，2#、14#煤层的瓦
斯含量相对较低；煤层瓦斯成分以甲烷（CH
4）为主，其次为N
2
、CO
2
，含少量H
2
、C
2
～C
8
气体。
⑵瓦斯压力测试
本次补勘由四川省核工业地质调查院采用国产KZWY75(91)-1000型钻孔瓦斯压力测定仪对各钻孔揭露的可采煤层进行瓦斯静态平衡压力测试，该仪器专用于地质勘查钻孔直接测定瓦斯静态平衡压力。按设计要求，除4层次因钻孔缩径等原因操作失败外，成功测试16层次，
测试成果见下表。
钻孔瓦斯压力测试成果情况一览表
孔号煤层编号测试日期测试值（MPa）煤层底板深度（m）煤层底板标高
（m）
BK1-1 13 2011-3-31 2.0188 133.71 1127.02
14 2011-4-9 1.7969 214.73 1046.00
BK1-2 9断上2011-2-26 2.817 314.85 835.42 4断下2011-2-28 3.202 331.35 818.92 9断下2011-3-3 3.298 353.49 796.79
BK2-1
2 2011-3-4 0.545 215.88 1192.50 9 2011-3-17 2.287 242.54 1165.83
13 2011-3-22 1.664 288.54 1119.84
14 2011-3-27 2.287 299.90 1108.48
BK2-2
2 2011-3-12 1.177 471.85 836.28 5 2011-3-14 2.97
3 496.22 811.91
14 2011-4-4 2.4737 572.68 735.45
15 2011-4-5 2.5682 583.28 724.85
BK3-1 9 2011-2-27 0.671 183.25 1168.10
BK3-2 4 2011-2-23 2.863 363.24 842.34 9 2011-2-27 1.686 385.77 819.82
由上表所列测试值可知，矿区内煤层瓦斯压力各煤层不相同，2#煤层瓦斯压力0.545～1.177MPa，平均0.861MPa；9#煤层瓦斯压力0.671～3.298MPa，平均2.152MPa；13#煤层瓦斯压力 1.664～2.0188MPa，平均 1.841MPa；14#煤层瓦斯压力 1.7969～2.4737MPa，平均2.186MPa。往深部瓦斯压力越来越大，即矿区东部（靠近煤层露头）瓦斯压力低于西部。
2.煤尘
本次补勘采取煤尘爆炸和自燃发火倾向样14件，经四川省地质矿产勘查开发局宜宾地矿检测中心与贵州省煤田地质局实验室测试，结合矿山生产中所采送化验的5件样，各煤层挥发物含量都在10%以下，煤层硬度较大、大部分成块状、煤粉较少，所验均无煤尘爆炸性危险；除2#、5#煤层不易自燃发火，其余可采煤层均具自燃发火倾向，见表2。因此，矿山在今后生产中必须引起重视，加强开拓和回采生产周期、采空区管理，做好防灭火工作。
煤尘爆炸及煤层自燃倾向性成果表
煤层编号煤的平均吸氧量
cm3/g干燥
煤自燃倾向性煤自燃倾向性等级煤尘爆炸性
煤层编号煤的平均吸氧量
cm3/g干燥
煤自燃倾向性煤自燃倾向性等级煤尘爆炸性
2# 1.07 不易自燃Ⅲ无爆炸
3#上 1.22 容易自燃Ⅰ无爆炸
5# 1.03 不易自燃Ⅲ无爆炸
9# 1.07 自燃Ⅱ无爆炸
13# 0.85 自燃Ⅱ无爆炸
14# 1.02 容易自燃Ⅰ无爆炸
15# 0.98 自燃Ⅱ无爆炸
3.煤的自燃倾向
根据地质报告，雷公山煤矿各可采煤层中，只有2#、5#煤层不易自燃发火，其余可采煤层均具自燃发火倾向。因此，矿山在今后生产中必须引起重视，加强开拓和回采生产周期、采空区管理，做好防灭火工作。
4.地温
根据地质报告，雷公山煤矿变温带深度在0～120m；恒温带深度为120～180m；恒温带的温度为13.10～13.59℃，平均13.35℃；增温带以下地温梯度最大为2.508℃/100m，矿区最低可采标高+600m处的地温为23.65℃，低于26℃，因此该矿在开采底界标高不变的情况下无热害影响。最高温度位于孔底，低于26℃，所以，地温、地温梯度随深度、埋深的增加有规律的增大。
五、水文地质
1.地表水体
野那沟水库位于矿区南东侧，是区内最大水体，面积14.7万m2，最大库容约103万m3。水库距工业场地较近，水量稳定。但野那沟水库为地表水体，原水浊度较高。
由于鸭池河的深切割，在其流出黔西县境而至金沙县处，河面标高仅为+800m，其支流革木河离井田最近处河面标高为+850m，这也是区域侵蚀基准面，井田及其周边地区的地下水均以这一基准面标高为准泄入井田西侧的革木河并流入其下游的野鸡河而汇入鸭池河中。
2.含水层
主要含、隔水层有第四系（Q
4）、三叠系下统茅草铺组（T
1
m）及夜郎组（T
1
y）、二叠系上
统长兴组（P
3c）及龙潭组（P
3
l）和二叠系中统茅口组（P
2
m），各地层含水性特征(见图1)。
井田区域内地下水依据其赋存空间的性质可分为三种类型：
⑴孔隙水
埋藏于第四系松散沉积物中，在井田区内都有分布，其补给来源除大气降水外，尚有河溪的水流及谷边基岩水流。虽然本区第四系发育，但厚度不大，因而此种地下水在矿山供水及煤矿排水方面均不具显著作用，唯对农业用水有一定意义。
⑵裂隙水
二叠系上统龙潭组（P
l），分布于井田区的东部，为一套薄～中厚层状石灰岩、硅质菱
3
铁质石灰岩、泥质粉砂岩、砂质泥岩、粉砂岩、泥质岩类及煤层组合（底部为0.55～7.24m 的铝土岩，部分地区缺失），含水性弱，大气降水为其主要补给源。
⑶岩溶水
岩溶含水层有夜郎组第一、二段、长兴组、茅口组。均含水丰富、复杂，对供水意义重大。井田区内岩溶水的补给来源有大气降水、裂隙水的直接吸收、临时性和季节性地表径流的下渗，以及一些地段孔隙水自上而下的补给等。量多而稳定的补给、降水丰富，雨季长、雨水多、气温高、湿度大等诸因素在促使本区岩溶发育以及决定岩溶水动态与资源方面都起着重要作用。
井田区出露地层含水性示意图
3.隔水层
y3)：岩性为紫红色、灰绿色薄～中厚层状粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、泥夜郎组第三段(T
1
质粉砂岩为主，其含水性弱而小，具备隔水条件，BK2-2钻孔不完整揭露地层厚95.39m，属相对隔水层。
4.地下水的补、泾、排条件
区内地下水的补给来源主要是大气降水和含水层的层间径流。构造发育造成裂隙和岩溶也较发育，本区岩溶含水层有三个系统，即茅草铺灰岩、夜郎组第一、二段及长兴灰岩、茅口组灰岩。多雨的湿热气候，质纯厚大的碳酸岩体为本区岩溶发育提供了极为有利条件，岩
溶地貌发育，见溶沟、溶槽、有水溶洞、洼地、干谷等，地下管道重叠交错，但也有一定的规律。
由于井田内地形起伏较大，相对高差也较大，加之冲沟发育，大气降雨至地面后，很快形成地表迳流，从北东向西南汇流，考虑灰岩裂隙发育，本井田大气降水入渗补给系数较大（结合主平硐掘进过程中的涌水和降雨关系分析）可能在0.2～0.3之间。
地下水径流以管道流为主，裂隙渗流次之，有的由小管道向大型管道汇集，有的由溶蚀裂隙渗入到管道中。排泄方式除蒸发外，或以泉的方式排泄，或沿基岩面（或风化层面）径流，或汇集于地形低洼地区形成潜水，或沿沟谷径流汇入河流。
尽管地下水运动彼此间形成独立的水文地质单元，由于受侵蚀基环、径流、排泄，形态各异，显示出自东向西、循环浅、径流短、交替强烈、局部集中排泄的特点。
5.充水因素分析
⑴矿床充水水源
A、大气降水
煤矿涌水量明显受季节及大气降雨的影响（根据主平硐在掘进过程中的涌水量观测分析），雨季煤矿涌水量明显大于旱季，煤矿涌水高峰值一般多出现在3～9月份，12～2月份最枯，具有明显的“季节”特点，这说明了煤矿内含水层地下水的补给水源主要是大气降水。
在揭露断层及其影响带的突水点后将导致煤矿突水增大，同时突水点的水压、水量随采深的加深而增大。
B、地表水
大龙洞-野拉沟水库-小河沟，经多次在小河沟同一点实测，2010.12～2011.04期间平均流量为49.25L/s。据访问调查，历年最高洪水位标高1035～1037m，高出平时水位2.0m左右。大龙洞-野拉沟水库-小河沟，自井田东部由东向西将井田内各含水层连通。深部在正常情况下，地表水与地下水水力联系弱。在开采形成大面积回采后则浅部有可能导致地表水与煤矿床产生直接水力联系，因此，大龙洞-野拉沟水库-小河沟对矿床开采有一定影响。
许家河小溪：许家河小溪由发源于民主村的田冲小溪和发源于雷公山的白泥湾小沟在距离主平硐100m左右处交汇而成，经多次在交汇处实测，2010.12～2011.04期间平均流量为15.71L/s。据访问调查，历年最高洪水位标高1062～1063m，高出平时水位2.0～2.5m左右，因主平硐标高1060m,因此许家河小溪对主平硐存在一定的安全隐患。
C、地下水
夜郎组第一、二段、长兴组及茅口组岩溶裂隙水直接或间接充入矿坑。
D、生产井及小窑水
井田区域内无大、中型煤矿，井田南端仅存在红堰煤矿，设计能力为15万吨/年，开采1245～1288m标高，M4、M6、M7、M8、M9煤层；开拓方式为斜井开拓。M9煤层为主要开采煤层，M2煤层基本没有开采, 涌水量较小，主井每天抽水时间不足2小时，一般涌水量为12～36m3/d（红堰煤矿提供）。周边小窑较多，均无老窑水。
另外，野外调查发现直接影响首采区的老窑中个别井口有水流出，少数井口流水封洞，且水色带铁锈的颜色，为常年积水老窑，流量在0.13～0.15L/s。其中在野拉沟水库北部的积水老窑，据当地村民口述，开采深度在露头以下30～50m，沿煤层露头开采，巷道宽度约1.5m，其他老窑具体情况已无法调查清楚。
总之，井田区域范围内虽然无大型采空区，但沿煤层露头一带存在大量较凌乱的土法开掘的老窑，虽已关闭，但开采面积及积水情况不清，对矿床开采有一定的影响。
⑵矿床充水通道
第四系土层孔隙水、岩层裂隙水、岩层的溶隙水是矿床的主要充水通道（见前叙）。
⑶影响矿床充水的因素
A、地形
雷公山井田地势北高南低，东高西低，起伏中等，位于最低侵蚀基准面以上，地表、地下水均自东而西排泄。
B、岩土的透水性
井田内分布第四系厚度1.43～9.36m，含少量孔隙水，透水性弱。
茅草铺出露厚度300～450m，为强含水层，但下伏夜郎组第三段较厚，岩性为紫红色、灰绿色薄～中厚层状粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩，属相对隔水层，因而可以减小该层对矿坑涌水量的影响。夜郎组第一、二段、长兴组、茅口组岩溶裂隙发育，将是矿坑涌水的主要影响因素。
C、地质构造
见水文地质类型分类依据。
D、开采方法
雷公山煤矿采用顶板垮落法开采矿体，对采空区不进行充填，而是让煤层顶板自由垮落，由此导致岩层在空间上的变化，从而破坏了岩层的应力平衡状态和地下水的天然水动力状态；在一定范围内，产生了人工裂隙，给大气降水和地表水造成了下渗的有利条件，使矿坑涌水量增大。
虽然理论计算公式的导水裂隙带发育高度不大，但安全深度影响较深（564m），在开采过程中地表泉、井、老窑等水体在充水范围内，建议矿上将来在开采过程中加强对顶板的管理。
6.矿井水文地质类型及涌水量预测
A、水文地质类型
本井田地质构造条件虽然简单，且大部份探明的资源量均埋藏于矿区侵蚀基准而标高以
上，主要充水含水层的富水性较弱，但可采煤层上覆的T
1y1＋2+P
3
c岩溶岩水岩组及下伏的P
2
m
岩溶含水岩组均为富水性强的岩组，且最上一层可采煤层5煤层及最下一层可采煤层15煤层距上覆及下伏的强富水性岩组分别只有40m～18m，在开采后形成之坍塌裂隙疏导下，该两强含水岩组中之地下水必然会间接进入矿坑，此外，地表水体野那沟水库的水通过位于库区东侧P
3
l1中的裂隙也会进入坑道，因之，水文地质条件应属中等偏复杂。
根据上述对照《矿区水文地质工程地质勘探规范》（GB12719-91）《煤、泥炭地质勘探规范》（DZ/T0215-2002）将本矿床水文地质勘探类型划分为三类三型，即以裂隙充水为主，直接进水，且补给条件好，与地表水体联系密切，水文地质条件复杂的矿床。
B、矿井涌水现状
雷公山煤矿为基建矿井，目前矿井的主要涌水量为主平硐在掘进过程中出现的涌水，根据在主平硐井口长期观测数据绘制图2。结合观测水文数据和图2分析可得：在现有的观测期内，每年6～8月受降雨量、地表岩溶裂隙的影响，涌水量普遍比较大，2013年06月9日夜间特大暴雨，次日上午天晴时在主平硐观测到最大涌水量2500m3/h。大气降水通过裂隙、溶洞对矿井充水有较大的影响。
矿井现涌水量：
主平硐最大涌水量：2500m3/h
主平硐最小涌水量：21.21m3/h
主平硐平均涌水量：90.43m3/h
C、预计矿井涌水量：
经大井法、水平廊道法计算，首采区（1060～1200m）以上矿井涌水量为：
⑴大井法
煤矿最大涌水量：426.65m3/h
煤矿最小涌水量：16.94m3/h
煤矿平均涌水量：88.49m3/h
⑵水平廊道法
煤矿最大涌水量：422.06m3/h
煤矿最小涌水量：12.35m3/h
煤矿平均涌水量：83.90m3/h
D、建议
建议采用大井法计算结果，并因为勘查区岩溶地貌发育，地表裂隙导通，大气降雨将是未来煤矿开采涌水的主要影响因素，建议矿上加强对降雨、径流资料的观测和收集。
六、井田开拓方式：
本矿井采用平硐开拓方式，布置主平硐、排矸斜井、轨道上山、回风斜井四个井筒，其中回风斜井为专用回风井筒。投产时，布置一个采区、一个2＃薄煤层综采工作面。矿井达到设计能力时，布置为一个采区、一个2＃煤层综采工作面和一个5#中厚煤层综采工作面。
七、矿井通风、瓦斯及抽放
（一）矿井通风
1.根据矿井开拓部署，共布置4个井筒，其中进风井3个，分别为主平硐、排矸斜井和进风斜井；回风井1个。主平硐位于井田中部西侧工业广场内，排矸斜井位于井田中部西侧，距工业广场600m，进风平硐和回风斜井位于井田中部东侧露头附近，矿井通风方式为混合式。矿井安装两台FBCDZ№25型矿用防爆对旋通风机，每台风机配两台YBF355M2-10型矿用防爆电动机，其N=200kW，V＝380v（一台工作，一台备用）。矿井总进风量约5360m3/min,总排风约5514m3/min。
2.矿井现有掘进工作面4个，综采工作面1个。掘进工作面利用局扇压入式通风，使用抗静电、阻燃性能风筒，实现双风机双电源并能自动分风和“三专两闭锁”（专用变压器、专用开关、专用回路，风电闭锁、瓦斯电闭锁）。
3.矿井通风系统分析：①矿井在采掘过程中，存在角联巷道，造成通风系统比较复杂；
②瓦斯治理时间长，掘进工作面多头交替作业，备用掘进头多，所需风量大，有时造成矿井供风紧张；③通风设施常被矿车撞坏，闭锁绳被拆除，部分通风设施形象差，质量低；④溜子、皮带孔穿风门墙，漏风大，有效风量率低。
（二）瓦斯情况
本井田内各煤层瓦斯含量普遍较高，一般瓦斯含量在10m3/t以上，最高为18.2m3/t，平
均值为12.5m3/t。瓦斯成分以CH
4为主，CH
4
含量为6.9～17.61m3/t，占总量的75～97%，其
次为N
2，N
2
含量为0.59～3.24m3/t，占总量的3～25%，其它气体含量较低。矿井已做突出然
危险性鉴定，2#、3#
上、3#
下
、5#、9#煤层属于突出煤层，本矿属于突出矿井。
（三）矿井瓦斯抽放
1.根据矿井初步设计将安设两套瓦斯抽放系统，即高负压瓦斯抽放系统，2台（1台备用）2BEC50型高负压瓦斯抽放泵，电机功率为220KW,最大抽放流量为189m3/mim,最大抽放负压16000Pa。低负压瓦斯抽放系统，2台（1台备用）2BEC60型低负压瓦斯抽放泵，电机功率为
350KW,最大抽放流量为270m3/mim,最大抽放负压16000Pa。低负压瓦斯抽放系统，用于抽放采空区和采煤工作面上隅角的瓦斯；高负压瓦斯抽放系统，用于抽放本煤层和邻近层的瓦斯，防止煤与瓦斯突出事故发生。
2.矿井抽放系统分析：①煤层顶底板是泥岩，施工时易卡钻、塌孔，钻孔施工缓慢或质量差，导致封孔不到位，影响抽放浓度及负压；②底板抽放巷顶板有一层裂隙水，导致抽放管道内积水严重，人工放水工作量增大，影响抽放浓度及负压；③矿井地质构造复杂，经常遇断层、褶曲等构造，使钻孔施工频繁进入顶底板，钻孔施工难度大；④煤层瓦斯含量高、透气性差、部分钻孔衰减系数大，需要抽放时间长；⑤钻孔封孔连抽不及时，封孔质量差，存在漏气现象，需及时改进封孔、连抽工艺；⑥抽放系统管理不到位，管路检查和维护不及时或跟不上。
八、矿井监测监控系统
矿井安装了国内较先进的KJ90NB煤矿生产与安全监控系统，与黔西县安全监控中心和毕节市安全监控中心联网。分别对矿井主要通风机、局部通风机、瓦斯抽放泵的开停状态，井下采掘工作面及其回风流中的瓦斯浓度、一氧化碳、温度、烟雾，风门开闭、断电、馈电等进行实时监控。
九、矿井排水系统
矿井采用平硐开拓，生产当中的涌水沿主平硐的水沟排至地面，不需考虑排水设备。
十、矿井压风系统
压风设备安装在风井地面压风机房，选用MLGF型矿用螺杆式空气压缩机，共计排气量：63.9m3/min，排气压力0.8Mpa，配电动机387kW（380V）, 该压风设备安装简单，操作方便，可实现高效运行。矿井供气主干管选用D159×4.5无缝钢管，沿回风井、副斜井敷设。每个水平车场均设有三通、闸阀分至每一个工作面,各工作面均按规定配备了压风自救装置。压风系统能够满足矿井的用风要求。
十一、矿井供电系统
1.矿井供电
⑴供电电源及电压
本矿供电设两回独立的电源线路。矿井的一回供电电源取自中坪35kV变电站。矿井的另一回供电电源取自太来变电站。
⑵主要设备
根据本矿井的负荷计算，在35/10kV变电所安装6300kVA的主变压器各二台。正常两台主变分列运行（也可一台运行一台备用）、同时供电，减小主变压器的运行损耗，使运行费用
最低，并且还能减短事故停电的时间。
变电所35kV开关柜选用移开式金属封闭开关柜10面，10kV系统主接线采用单母线分段，正常10kV母线分段运行。10kV开关柜选用移开式金属封闭开关柜28面。本变电所35kV及10kV真空断路器均采用电动储能弹簧操作。
2.地面供配电
矿井35/10kV变电所10kV配电室配出9回高压馈电线路，均为电缆出线。下井2回，风井2回，瓦斯抽放站2回，生活区箱变1回，工业场地变电所2回。
根据地面低压负荷分布情况，在工业场地设10/0.4KV低压变电所一座，内设800kVA，10/0.4kV动力变压器两台，GCS型抽屉式低压配电柜10台，担负矿井地面低压负荷用电，当一台故障时，另一台担负矿井全部一、二类负荷供电。
3.井下供电
井下装设一个中央变电所、一个采区变电所和一个临时变电所，井下10kV电源引自地面工业场地35/10kV变电所，分二回路向井下供电，以两回MYJV
-8.7/10kV 3×150mm2铜芯聚
22
烯烃绝缘电力电缆经主平硐延至井下中央变电所，当一回故障时，另一回保证井下全部负荷供电。其余两个变电所的电源均重中央变电所提供。
井下供电电压为10000/1140/660/127V。
井下设中央变电所一处，内设矿用防爆型高压真空开关15台，干式变压器4台，2台局扇专用回路（三专）、2台动力回路，矿用防爆型低压真空开关20台，1172采区变电硐室、1265变电硐室、掘进工作面等供电。井下局部通风机和1172采区变电硐室具备双回路供电。
井下设1172采区变电硐室一处，内设矿用防爆型高压真空开关6台，移动变电站3台，矿用防爆型低压真空开关14台，分别供1165区域各掘进工作面供电。
井下1265设变电硐室一处，内设矿用防爆型高压真空开关1台，移动变电站2台，矿用防爆型低压真空开关10台，分别供1240区域各掘进工作面供电。
井上、下变电所设计均符合《煤矿安全规程》的有关规定。井上、下供电采用分离供电，地面无中性点直接接地的变压器或发电机向井下供电。井下矿用防爆型电气设备无失爆现象；“三大”保护齐全、可靠。
目前矿井供电系统运行情况良好，能够满足矿井生产需要。
十二、矿井提升系统：
1.副井提升系统
副斜井提升设备选用JTB- 1.2/1.0型单绳缠绕式矿用提升机，配JRT335L2-8交流绕线式异步电动机（380V、55kW），提升容器为1.0m3矿车，可挂2车。
2.采区轨道上山提升系统
采区轨道上山提升设备选用JKB-2.0×1.5P型矿用提升机，配YBK2-355L2-6矿用隔爆型三相异步电动机（660V、250kW），提升容器为1.0m3矿车，可挂4车。
为确保矿井的顺利建设和矿井的正常生产，完成2014年度的各项指标，切实做好安全管理工作，杜绝重大事故的发生，特编制《雷公山煤矿2014年度矿井灾害预防与处理计划》，以下简称《计划》。
第二节年度生产安排
一、2014年全年两个掘进队组织四个掘进头同时进行作业，共计掘进进尺3600m，具体工作安排如下：
（1）掘进一队分别组织两个头掘进作业
一组施工瓦斯底抽巷（二、四）联络巷80m、1124运输顺槽回风联络巷90m、1092抬高轨道石门80m、1099回风石门130m、1123运输顺槽140m等工程，计划进尺520m；
二组施工瓦斯底抽巷（二）40m、瓦斯底抽巷（三、四）回风联络巷80m、1099回风石门50m、1151运输顺槽（追尾）680m、1151切眼（追尾）115m等工程，计划进尺965m。
（2）掘进二队分别组织两个头掘进作业
一组施工1122运输顺槽400m、1122切眼140m、1122切眼扩刷140m、1124运输顺槽440m、1172抬高轨道石门35m、1151运输顺槽15m、等工程，计划进尺1170m；
二组施工1122回风顺槽600m、瓦斯底抽巷（一）180m、1151回风顺槽215m等工程，计划进尺995m。
二、2014年产量计划
2014年矿井计划产量15万吨。见下表：
2014年年度产量计划表
项目单位计划数量备注
总产量万吨15.0
回采煤量万吨14.5
掘进煤量万吨0.5
2014年全年组织一个综采队进行采煤，布署1121综采工作面从1月份开始回采至10月中旬回采作业结束，安排1122综采工作面为接替回采工作面，采至年底，共计回采煤量14.5万吨。
第二章矿井灾害预防与事故处理的组织领导
第一节矿井灾害预防与处理的组织领导
为确保矿井开拓、准备和生产期间有效预防灾害事故的发生，及事故发生后快速有序的处理事故，降低事故损失。矿指挥部成立矿井灾害预防和事故处理领导小组。
组长：矿长
副组长：总工程师、安全矿长、生产矿长、机电矿长
成员：各副总工程师、各部门及连队主要负责人。
矿井发生重大事故后，矿长、总工程师必须立即赶到矿调度室组织抢救，矿长是处理灾害事故的全权指挥者，矿长未到之前，由矿值班领导负责指挥。其他小组成员接到矿井发生灾害事故的通知后，必须立即赶到矿调度室，服从矿长的统一指挥，按照《计划》规定迅速组织或协助施工单位抢险救灾。各单位提供处理事故的资料，为领导制定抢险及救灾决策提供可靠的依据。
第二节矿井发生重大事故各有关部门人员职责及通知顺序
一、处理事故过程中有关人员的职责：
1.矿长：是处理灾害事故的全权指挥，在矿总工程师、救护队长及有关部门负责人的协助下，制定营救遇险人员和处理事故的作战计划。
2.总工程师：是矿长处理灾害事故的第一助手，在矿长领导下组织制定营救遇险人员和处理事故的作战计划。
3.各副矿长：根据营救遇险人员和处理事故的作战计划，负责组织为处理事故所必须的人员待命，及时调集救灾所必须的设备器材，并由指定的副矿长严格控制人员入井，签发抢救事故用的入井特别许可证。
4.各副总工程师:是总工程师的得力助手，协助总工程师制定营救遇险人员和处理事故的作战计划，负责抢险救灾过程中分管范围内的技术工作。
5.安监部部长：根据批准的营救遇险人员和处理事故的作战计划以及按照《煤矿安全规程》规定对抢险救灾工作的安全和入井人员的控制实行有效监督。
6.通防部部长：根据总指挥命令掌握通风系统的运行情况，制定通风有关的措施，并负责督促完成通风工程。
7.生产技术部部长：根据矿长命令负责某一方面的抢救工作，提供必要的图纸和资料。
8.地测部部长：根据矿长命令负责组织完成相关的地质测量工作。
9.调度室主任：按照矿长命令负责协调各方面的工作，协助矿长进行抢险和灾害处理。
10.机运部部长：根据矿长的命令掌握矿井（工作地点）的停送电工作，及时安排抢修或
安装机电设备。
11.人力资源部部长：负责查清入井人员详细情况和安置好遇险人员亲属。
12.后勤部部长：及时准备好必须的抢救器材，并根据总矿长的命令迅速运送到指定地点。
13.综合办公室主任：保证对遇险人员的妥善安置和救灾人员的食宿及其它生活事宜，负责车辆调度安排。
14.党群部部长：负责对遇险人员的妥善安置和做好职工的思想稳定工作。
15.救护队队长：对救护队的具体行动负责，全面指挥、领导救护队，根据营救遇险人员和处理事故作战计划所规定的任务完成对灾区遇险人员营救和事故处理，如果与其他救护队联合作战时，应成立矿山救护队联合作战部，由上一级救护队长担任指挥，协调各救护队战斗行动。
16.通风队队长：按照矿长命令负责调整通风系统，组织完成必要的通风工程，并执行与通风有关的其他措施。
17.防突队队长：按照矿长命令负责调整抽放系统，组织完成必要的钻孔工程。
18.机电队队长：应根据入井人员领取的矿灯、自救器编号，查清在井下的人数和姓名，并迅速报告矿调度室。对没有持有经指定的副矿长签发的入井特别许可证的所有人员，不得发给矿灯和自救器；将遇险人员及时运送到井上，保证救灾人员和器材及时运到事故地点，满足救灾的需要，并通知井口不得入井。
19.矿值班调度员：根据矿井应急预案通知相关人员进行处理，负责记录事故发生的时间、地点和情况，并立即将事故情况报告矿山救护队长、矿长、总工程师、贵州世纪公司安监部以及雷公山煤矿领导和有关单位，及时向下传达矿长命令。随时调度井下抢救工作，统计掌握出入井人数和留在井下各地点的人数。立即切断与事故没有直接关系的一切电话，开放事故信号，并按《计划》中所规定的发生事故后立即召集的单位和人员名单及时按顺序通知所列单位的人员到矿调度室报到待命。
20.有关的连队、班长：负责查对留在本区域工作面内的人数，并采取措施将他们有组织的带领撤到安全地点直到地面，将在现场所见的事故性质、事故范围和发生的原因等情况如实详细地报告矿调度室，并随时接受矿长的命令，完成有关抢救和灾害处理任务。
21.门卫室：负责事故抢救和处理过程中的治安和保卫工作，维持矿井的正常秩序，不准闲杂人员进入矿区，并在井口附近设专人警戒，严禁闲杂人员围观。
22.监测中心值班员：密切监视井下的通风瓦斯变化情况和主要通风机、局部通风机的运行状态等，发现异常必须及时汇报通防科和矿调度室。
二、发生事故后有关人员电话通知顺序（见附表一）。
第三章矿井瓦斯爆炸、煤尘爆炸的预防与处理计划
第一节瓦斯爆炸事故的预防
一、2014年度瓦斯预防重点
1.掘进工作面：
1122回风顺槽、1122运输顺槽、1122切眼、1092抬高轨道石门、1099回风石门、1124运输顺槽、1151回风顺槽、1151运输顺槽等掘进工作面掘进期间和回风流中的瓦斯。
2.综采工作面
1121综采工作面、1122综采工作面回采期间工作面、上隅角及回风流中瓦斯。
二、采掘工作面、高冒区、采空区和上隅角等瓦斯积聚预防
1.加强通风系统的管理，合理分配风量，各地点的风量、风速、温度必须满足《煤矿安全规程》的要求，巷道贯通等改变通风系统时，必须制定专门的措施并严格按措施执行。
2.必须加强局部通风管理，杜绝无计划停电停风。井下所有掘进工作面必须安装“三专两闭锁”装置和“双风机、双电源自动切换装置”。
3.采掘工作面应采取独立通风，严禁存在串联通风。
4.通风设施必须完好。井下所有风门必须进行联锁，各标段范围内的通风设施由施工单位进行管理，严禁损坏或同时打开两道风门。
5.每班加强高冒区瓦斯巡查工作，杜绝瓦斯积聚。
6.防突队必须加强瓦斯抽放系统管理，确保瓦斯抽放系统正常运行。
7.采煤工作面回采时，必须在采空区进行埋管抽放。
三、瓦斯爆炸事故的防治
1.临时停工的地点不得停风，临时停风的地点必须切断电源，撤出人员，设置栅栏，揭示警标，并在新鲜风流中安设专人看守，禁止人员进入。恢复通风前必须检查瓦斯，严格按《煤矿安全规程》第141条之规定排放瓦斯。
2.加强对揭煤地点、断层附近瓦斯管理，杜绝瓦斯超限作业。
3.加强瓦斯检查的管理工作
⑴严格执行瓦斯巡回检查制度，发现作业地点及其它地点瓦斯超限或积聚时，必须撤出人员、切断电源，采取措施进行处理，并及时报告施工单位和调度室。
⑵加强高冒区、密闭前的瓦斯检查。
⑶严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度，并有记录可查。
⑷必须加强各类检测仪器仪表的管理，定期进行调校，确保检测数据准确无误。矿井投
产后，公司必须加强监测系统管理，保证对井下通风设施、瓦斯情况等的连续监测，地面监测值班人员必须坚持24小时值班制度，对系统中出现的异常情况必须及时汇报值班领导和调度室。
⑸公司及施工单位管理人员、班组长、放炮员、流动电钳工下井时，必须佩带便携式瓦斯检测报警仪，掘、采工作面的瓦斯传感器必须按《作业规程》或《施工组织措施》的规定安设。
4.加强瓦斯抽放管理，提高瓦斯抽放效果，减轻风排瓦斯压力。
5.严禁出现盲巷，凡出现盲巷必须在24小时内封闭完毕。
6.矿井监控系统出现故障，不能正常监控受影响范围内的通风瓦斯时，必须立即停止作业。
7.防突队必须加强瓦斯抽放系统管理，确保瓦斯抽放系统正常运行。当瓦斯抽放泵停止运转时，受停泵影响的地点必须停止作业、切断电源、撤出人员并在巷道开口处设置栅栏。
8.启封密闭时，通防部必须制定专门的瓦斯排放措施经总工程师审批后进行启封。
9.通风队每班必须对重大瓦斯隐患进行排查，排查出的隐患必须编制专门的措施报总工程师审批后进行处理。
10.各施工地点必须有预防电火花、放炮及摩擦火花的措施，防止引起瓦斯爆炸。
11.井下所有的电气设备必须杜绝失爆，必须坚持使用检漏继电器；入井人员的矿灯下井前必须进行防爆检查，杜绝失爆。
12.严格烧焊措施的审批，并认真贯彻执行。
13.防止采煤工作面瓦斯积聚：在采煤工作面上、下顺槽施工本煤层钻孔，在采面上下隅角挂导风帐及在风巷安装低负压抽放管解决工作面和上下隅角的瓦斯积聚。
14.防止掘进工作面瓦斯积聚：1122运输顺槽、1122回风顺槽、1123运输顺槽及1124运输顺槽利用底抽巷施工条带钻孔抽放煤巷掘进工作面的瓦斯。
第二节煤尘爆炸事故的预防
一、主要产尘点的分析
综掘工作面的综掘机掘进时产生大量的粉尘；煤及半煤巷掘进工作面放炮和其它各转载点均产生粉尘。
二、综合防尘措施
1.各采掘工作面内的防尘供水管路系统由各采掘连队完善，并保持正常洒水。
2.工作面必须坚持湿式打眼，煤及半煤巷工作面放炮使用水炮泥、放炮喷雾等综合防尘