磴槽煤矿深部开拓措施说

1、磴槽煤矿深部开拓方案说明1、矿井现状1.1、 矿井地质本井田位于箕山背斜北翼中段，地层自老到新有寒武系、石炭系二叠系和第四系。井田内总体构造形态为一单斜构造，地质构造简单，地质报告中井田中部有 F6正断层，但在采掘过程中又揭露了一条较大断层和一些小断层，其中较大断层落差3.520M，初步推断为逆断层。地层走向近东西，倾向北，煤层倾角2628o。1.2、开采煤层磴槽煤矿现开采山西组的二1煤和太原组的一 3煤，二 1煤和一 3煤之间发线距离约 50M左右。其中：二 1煤层厚度 012.70M，平均厚度约 5.30M，一 3煤厚度 0.37M1.13M，平均厚度 0.7M。1.3、煤层顶底板、二 1

2、煤顶底板，二 1煤层位于山西组下部，其顶板大部为中及细粒砂岩，局部为泥岩、粉砂岩，底板以泥岩为主，局部为炭质泥岩或泥岩。二 1煤层含有一层夹矸，夹矸厚度0.020.70M，一般为 0.100.37M，平均厚 0.24M，岩性为炭质泥岩或泥岩。、一 3煤顶底板，一 3煤位于太原组下部石灰岩段，上距L 7石灰岩31M ，下距铝质泥岩 M 1）顶界 10M。煤层顶板为 L3石灰岩，底板为 L2 石灰岩，大部有泥岩或炭质泥岩伪底。1/151.4、矿井瓦斯、二 1煤的瓦斯涌出在白坪井田勘探 精查）地质报告中，该井田中央的箕F31、箕 F19两断层又把本井田划分为东西两大部分，而磴槽煤矿正处于箕F31、箕

3、 F19两断层的西部。东部小煤矿井下沼气均小于0.2%，无瓦斯事故史料，而西部的部分矿井有瓦斯集中涌出现象，尤其以煤巷掘进工作面较高，有声征兆较为明显。西邻新新煤矿1972年开采标高 +324M 时，相对瓦斯涌出量为4.47m3/吨 日； 1977年水平延深至 +260M 时，相对涌出量为 9.04m3/吨 日； 1991年开采水平为 +100M 时，相对涌出量为 18.8m3/吨 日。从而表明西部矿井随着开深度的增加，瓦斯的相对涌出量也随着递增。、二 1煤的煤与瓦斯突出本矿井西邻新新煤矿 7井1991年10月9日掘进 +88M 水平大巷西 1000M上山切眼时，发生煤与瓦斯突出事故，喷出瓦斯

4、4000余m3，突出煤量 180吨。堵塞巷道 40余M 。、井田勘探的二 1煤瓦斯根据勘探其沼气含量观察值为018.25ml/g 燃。其沿走向、倾向分布情况从下表可以看出白坪井田瓦斯含量西部比东部高，沿倾斜方向由浅至深西部含量明显增加，而东部则与埋深无关。含量 ml/g.燃走向分部倾向分布 两极值 /平均值 西 部018.257.00(28010.65/3.63(207.2718.25/14.57(82/15东 部0.0713.092.94(320.0713.09/3.20(250.555.95/2.0(7、瓦斯主要地质因素分析、构造因素以箕 F31和箕 F19断层为界，东、西部构造复杂程度差

5、别较大，瓦斯分布与含量截然不同，以此可将其划分为东、西两个瓦斯地质单元，分述如下：西部单元为单斜构造，地层倾向北，倾角2530C，断层少，延展长度及落差较小，瓦斯不能充分释放，故含量较高结 论(ml/g 燃 (Mpa( PDKP/H3/15D2.5 或 D0.001无突出危险0.82.5,100.6且 K15(f(MpaK= P/f(D(P/H付 98050.1410106310.13238.4610107290.0981.704295.9240.500.00210802290.11263.6410809240.09266.6710911200.10200.00注： P-瓦斯压力 (Mpa ；

6、 H 煤层埋深 M ）； D-.从上述两表比对可知，二1煤层瓦斯放散初速度高，煤的坚固性系数低，综合指标 K、D、P/H，远远大于突出临界指标，故二1煤层属瓦斯严重突出危险煤层。、瓦斯综合评价结果借鉴西邻新新煤矿资料，始发瓦斯突出深度高300M，始突出水平沼气含量为 5ml/g 燃，以此值作为本矿煤与瓦斯突出临界指标，可得出综合评价结果详见下表指 标瓦斯含量瓦斯压力埋藏深度突出倾向ml/g燃）Mpa）m）无突出危险带50.3101.0600依据上述指标 ,煤与瓦斯突出倾向评价结果如下:本井田 +100M 以上为无突出危险带，+100-4/15200M 水平为一般突出危险带，-200M水平以下为

7、严重突出危险带。、瓦斯综合评价结论综上所述，构造是控制井田煤层瓦斯难以逸散及分布不均衡的主导地质因素，由于井田东西部构造的差异较大，瓦斯赋存表现出明显的差别，在煤层埋藏未受其它地质因素影响的情况下，瓦斯含量依煤层埋深增大而增大。向斜核部、厚煤层、泥质类顶板相互迭加部位，可形成良好的封闭条件，造成局部地块瓦斯含量富集。因此，本矿井深部二1煤开采是预防煤与瓦斯突出的主要地带。、一 3煤瓦斯据邻近矿井的瓦斯资料，一3煤层瓦斯成份以 CH4为主，平均 68%， CH2平均 9%，N2平均 23%。为低沼气煤层。1.5、煤尘的爆炸性和自燃性一3和二 1煤尘均有爆炸性和自燃性。1.6、井田水文地质、地质报

8、告水文地质依据地质报告，本井田共划分7个含水层、 5个隔水层。自上而下分别为：上寒武统和中奥陶灰岩含水组、太原组下段灰岩含水组、太原组上段灰岩含水组、山西组砂岩含水组、五3煤顶底板砂岩含水组、平顶山砂岩含水组、第四系含水层。其中：上寒武统和中奥陶灰岩含水组水位标高为 +428.62229.25M，为岩容裂隙承压水。含水层顶至一3煤底板平均距离约 20余 M；太原组下段灰岩含水组水位标高+299.76128.09M，是5/153煤顶底板直接充水含水层和二 1煤底板直接充水层；太原组上段灰岩含水组水位标高 +302.295412.80M是二 1煤底板直接充水层；山西组砂岩含水层水位标高 +320.

9、86371.81M，含水组富水性弱，属砂岩裂隙水承压水，为二 1煤顶板直接充水层；其它含水层对开采影响不大，故不在叙述。隔水层有为本溪组铝质泥岩隔水层、太原组中段砂泥岩隔水层、二1煤底板隔水层、下石盒子泥岩类隔水层和上石盒子组泥岩类隔水层。本溪组铝质泥岩隔水层是上寒武统和中奥陶灰岩含水组与太原组下段灰岩含水组之间的隔水层。太原组中段砂泥岩隔水层是太原组上、下段灰岩间的隔水层。二 1煤底板隔水层因隔水性能差可不考虑有隔水作用。下石盒子泥岩类隔水层和上石盒子组泥岩类隔水层因厚度大，层位稳定，是良好的隔水层。、水文地质调查另据本矿突水情况水文地质调查，主要含水组的寒武统和中奥陶灰岩含水组水位标高有所

10、变动，调查详情如下：(郑煤集团洋旗煤炭有限责任公司突水情况水文地质调查2006年7月6日晚上 11时，郑煤集团洋旗煤炭有限责任公司西矿原昌宏一 3矿）井下发生突水。 2006年7月7日13时该矿突水通过采空区涌入我矿一 3井。我矿组织有关专业人员，对突水情况进行了调查，情况如下：、突水情况调查突水点位置：位于昌宏煤矿副斜井以东六平巷470M处的上山以上 86/15M 处底板上。突水点坐标，由该矿的采掘工程平面图上量取：X:3800297、Y：38410664、 h：+126M。突水状态为：由一 3煤层底板灰岩的大裂缝中涌出，裂缝宽度据昌宏矿上人讲人可以进入估计有 0.30.4M），裂缝走向 7

11、00。根据突水点冲出之物分析，该突水点所涌之水为寒武系灰岩水。证据为冲出物中有石炭系本溪组的铝质岩及含白云质灰岩团块的角砾岩。另据调查：在该矿副井东四平巷口处的突水点，坐标为：X：3800162、Y：38410223、h:+161.3M 。突水点周围状况：巷口为L1-L 2 灰岩，灰岩中夹层岩石有碎裂痕迹，巷口底部为砖碹圆井，井深2.30M，出水点在井底，该处巷顶标高为165.6M，所以推算出水点标高应为161.3M。据该矿秦总及工作人员讲述，该出水点突水时间为2002 年 8月，当时突水水量在3，排至这次突水前，水量降至3，300m/h3050m/h本次六平巷东 470M上山口上 8M处突水

12、后，该处水干了。另据反映该矿一平巷亦有突水点，情况不详。、周围情况调查、桑楼村机井桑楼村机井位于村中东部。图面量取坐标为：X： 3799574、 Y：38409093、 h:487.7M 。该机井情况依据该村支书朱占青介绍，井深670M，该井施工时，井深80100M之间见一溶洞，洞高1.5M溶洞标高应为 +390+400M）干洞。用黄泥堵，则昌宏煤矿井下会出黄泥水。后用水泥将该溶洞封死，后在100M 之下，又见一溶洞，洞不大，无水，堵7/15之。该井现有水为下部水，水位在90-100M，下泵位置在 300 多 M。该水不可饮用，饮后会拉肚子。安装2.5 寸泵排水 . 用水时，泵一个小时就泵不上

13、水了，说明该井下部的涌水量不大。分析该井下部层位可能为下寒武系地层。上部80-100M 见之溶洞应为上寒武系溶洞，且与昌宏煤矿的裂缝有联通之可能。、磴槽一 3 井见水情况据一3 井副井长高怀森介绍，该矿主井下部施工时，在主井向东送3平巷 30M处向南送上山30M见水缝，突水点涌水量为100m/h ，水排了近半年，后主井向东送平巷进200M见断层后这里水才没有了，根据高井长述说情况，上图后该突水点坐标：X：3799856、Y：38409332、h:+279.1M 。、图面分析情况根据调查情况，综合分析并展于图上来看，昌宏煤矿一3 井六平巷470M 处见突水点水缝与本矿的四平巷口突水点及磴槽一3

14、井的突水点为同一突水水缝。该突水水缝为受地质构造作用的裂隙破碎带，裂隙缝两侧发育有寒武系灰岩溶洞桑楼村机井见干溶洞为证），洞中赋存有大量的寒武系灰岩水，水位标高在+390M以下，至 +279.1M 以上。根据桑楼村支书朱占青说明的情况在机井中堵有黄泥，昌宏煤矿会出黄泥水的说法，说明水面距+390M 不会远。因此，该含水层的水位标高可界定为 +390M。该含水层东西长度即为38410664-38409093=1571M，实际应为大于1571M，南北宽度应为3800297-3799574=723M，应为大于8/150723M。含水层呈NE72 方向似带状展布，赋水标高，上界为+390M，下界低于

15、+126M。在这一段水位高差为264M，水头压力应为2.6Mpa，涌水量3根据目前排水能力统算应在480m/h左右。该含水层在短时间内无法排干，水量只会随排水时间加长而慢慢减小。1.7、矿井涌水量根据白坪井田地质报告，矿井涌水量仅为开采二1煤且生产水平为第一水平 -50M ）的涌水量，其正常涌水量为146.62m3/h；最大涌水量为 163.29m3/h。本矿井将要开采水平远远深于-50M 水平，因此，地质报告所提涌水量不能满足深部开采要求，为此，本矿根据有关依据另测算了矿井涌水量，其预算涌水量为：寒武系含水层涌水量583m3/h全矿井水平正常涌水量170+583=752m3/h最大涌水量25

16、0+583=833 m3/h-300M 以上寒武系含水层涌水量776m3/h全矿井 -300M 水平正常涌水量146+776=922m3/h最大涌水量163+776=939 m3/h详见 “磴槽煤矿 0及-300M水平涌水量预算 ”。2、矿井简况2.1、现开拓简况矿井现为多井筒分煤层开拓，井筒计8个，其中：井田西部一立两斜9/15计3个其中 1个斜井已报废）、中部开采二1煤的一对斜井 矸石井和皮带井）和开采一 3煤的一对立井计 4个、东部二井为回风井。目前，主要开拓大巷 十平巷）落底水平约为0M。全井田深部以已揭露的断层为界，划分为东、西两个采区，目前两个采区的轨道下山和皮带运输下山分别由0M

17、 水平的十平巷向下掘进 100至300M不等。东西两个采区现在所采的煤层深度不等，其中东部采区一3煤已采至-70M 水平以下，二 1煤采至0M水平；西部 采区一 3煤采至M 水平，二 1煤采至M水平。2.2、煤炭运输及排矸、一 3煤的煤炭运输及排矸3煤层工作面所产原煤经采区运输机道直接入一 3煤暗斜皮带井提至一 3煤立井提至地面。其矸石则经一 3煤暗斜副井、立井井底车场，经立井提至地面。、二 1煤的煤炭运输及排矸1煤层生产原煤或掘进矸石经九或十平巷进入平巷煤仓或矸石仓，经二 1煤的皮带斜井或矸石井直接提至地面。、供电系统、排水系统、通风系统等略。3、深部开拓方案3.1、编制开拓方案的指导思想、

18、磴槽煤矿深部开拓需要解决的主要矛盾10/15、煤与瓦斯突出及瓦斯排放根据白坪井田勘探地质报告，矿井随着开采深度的不断增加，井田深部为瓦斯突出地带，特别是-200M 水平以下部分，瓦斯为严重突出危险地带。哪么，在安全生产过程中，预防煤与瓦斯突出是开采二1煤的首要矛盾，瓦斯排放是次要矛盾。、矿井水害根据调查，相邻矿井昌宏煤矿已发生突水事故，其突水标高为六平巷的 +470M水平的上山以上 8M处底板上，突水状态为一3煤层底板灰岩的大裂缝中涌出，裂缝宽度据昌宏矿上人讲人可以进入估计有 0.30.4M），裂缝走向 700。根据突水点冲出之物分析，该突水点所涌之水为寒武系灰岩水。证据为冲出物中有石炭系本溪

19、组的铝质岩及含白云质灰3岩团块的角砾岩，突水水量在300m/h 以上。出水点座标展于图上并作综合分析，昌宏煤矿一3 井六平巷470M 处见突水点水缝与本矿的四平巷口突水点及磴槽一3 井的突水点为同一突水水缝。该突水水缝为受地质构造作用的裂隙破碎带，裂隙缝两侧发育有寒武系灰岩溶洞 桑楼村机井见干溶洞为证），洞中赋存有大量的寒武系灰岩水，水位标高在 +390M以下，至 +279.1M 以上。目前，磴槽煤矿的生产水平为0M，无论是地质报告还是调查的各含水层的水位标高都远远高于现生产水平，也就是说，现在的一切生产活动都处于带压开采状态。由于一3 煤层底板与寒武系相距较近，同时也不能完全排除一3 煤层底

20、板与寒武系之间的岩层变薄，且以后将要开11/15采 0 水平以下的煤炭资源，其带压开采的危险性将更加显现。因此，在开采深部煤炭资源时，防治水的问题要等同于防治瓦斯一样得到重视。、设计开拓方案的指导思想根据防治煤与瓦斯突出细则规定，在突出矿井开采煤层群时，必须首先开采保护层。开采保护层后，在被保护层中，受到保护的地区按非突出煤层进出口采掘工作。磴槽煤矿的一 3煤和二 1煤相距 50M左右，完全可以作为煤层群联合开采，1煤为突出煤层而一 3煤为非突出煤层，其开采顺序是先开采一 3煤后开采二 1煤，使得二 1煤层发生变形，位移，地应力减少，煤层透气性增大，瓦斯得到排放，瓦斯压力和含量下降。在预防瓦斯

21、突出的同时，也要做好矿井水害的一切预防工，从而保证矿井安全生产。3.2、开拓方案一根据目前东、西部两个采区的轨道下山和皮带运输下山分别由0M 水平的十平巷在七层灰岩中向下掘进100至300M的这一现实，未掘进的另一下山，其层位改在一3煤中，三条下山中的轨道下作用不变，沿7灰做的运输下山改作回风下山，沿一3煤做的下山作为运输下。三条下山少作调整后，先采一 3煤，待一 3煤采完一个阶段或两个阶段后，等二1煤层位充分发生变形和瓦斯得至充分释放后，再采二1煤。三条下山与采区的巷道用斜石门或平石门联络。在以后的开采过程中，不再开掘水平大12/15巷，从而大大减少岩石工程量，提高矿井经济效益。、开拓方案一

22、的优、缺点优点：一是联合布置，先采一 3煤后采二 1煤后，开采二 1煤的安全可靠性大大提高。二是不在开掘水平大巷，大大减少了岩巷工程量，缓解排矸系统的压力，从而提高经济效益。三是在回采过中，一3煤的原煤运输问题得到彻底解决。四是采区下山布置在一3煤中，由于下山角度同煤层倾角且已经很大，若倾斜方向岩层层位少有变化，运输下山角度可作适当调整，五是运输下山沿煤层掘进呈线性直截了直接了解一3煤的赋存情况。缺点：在开采二 1煤时，原煤运输距离较长，甚至于需要二1煤重新掘进煤巷。运输下山布置在一 3煤中，只能采用梯形棚支护，巷道维护困难。3.3、开拓方案二针对目前东、西部两个采区的轨道下山和皮带运输下山分别由0M 水平的十平巷在七层灰岩中向下掘进100至300M的这一现实，未掘进的另一下山，仍然布置在7灰岩层中，三条下山中的作用不变，开采一3煤和二 1煤，。同样先采一 3煤，待一 3煤采完一个阶段或两个阶段后，等1煤层位充分发生变形和瓦斯得至充分释放后，再采二 1煤。三条下山与采区的巷道用斜石门或平石门联络。在