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采矿实习报告

2017-09-27 50页 doc 151KB 17阅读

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采矿实习报告采矿实习报告 目录 绪论 .................................................................................................................................................. 3 1. 井田概况及地质特征 ............................................................................................
采矿实习报告
采矿实习报告 目录 绪论 .................................................................................................................................................. 3 1. 井田概况及地质特征 ......................................................................................................... 3 1.1 井田概况 ....................................................................................................................... 3 1.1.1 交通位置及交通 ................................................................................................... 4 1.1.2 地形地势 ............................................................................................................... 4 1.1.3 井田范围 ............................................................................................................... 4 1.1.4 矿区气候条件 ....................................................................................................... 4 1.2 地质特征 ....................................................................................................................... 5 1.2.1 井田地形 ............................................................................................................... 5 1.2.2 井田地层 ............................................................................................................... 5 1.2.3 地质构造 ............................................................................................................... 5 2.可采储量及其服务年限 ....................................................................................................... 7 2.1 井田境界 ....................................................................................................................... 7 2.1.1 储量计算的煤层 ................................................................................................... 7 2.1.2 储量计算的范围和边界 ....................................................................................... 7 2.1.3 煤的技术条件 ....................................................................................................... 7 2.2 矿井可采储量 ............................................................................................................... 8 2.2.1 储量的计算 ........................................................................................................... 8 2.2.2 储量级别的划分 .................................................................................................. 8 2.2.3 储量计算中的几个具体问题 ............................................................................... 9 2.2.4 储量计算成果 ...................................................................................................... 9 2.2.5 无岩煤芯钻进 ...................................................................................................... 9 2.3 矿井工作制度 ............................................................................................................... 9 2.3.1 确定矿井工作天数 ............................................................................................ 10 2.3.2 矿井工作制度的确定 ........................................................................................ 10 2.3.3 确定矿井每昼夜净提升小时数 ......................................................................... 10 2.4 矿井设计生产能力及服务年限 ................................................................................. 10 2.4.1 确定矿井的生产能力 ........................................................................................ 10 2.4.2 矿井服务年限的验算 ......................................................................................... 10 3.矿井开拓与准备 ................................................................................................................. 10 3.1 井田开拓的基本问题 ................................................................................................. 10 3.1.1 开拓方式 ............................................................................................................ 10 3.1.2 水平的划分 ......................................................................................................... 11 3.1.3 开采方式 ............................................................................................................. 11 3.2 矿井基本巷道 ............................................................................................................. 11 3.2.1 井筒 .................................................................................................................... 11 3.2.2 井底车场 ............................................................................................................ 12 3.2.3 调车方式 ............................................................................................................ 12 3.2.4 各种硐室的布置 ................................................................................................ 12 3.3 主要开拓巷道 ............................................................................................................. 13 3.3.1 布置层位 ............................................................................................................ 13 3.3.2 巷道断面及支护形式 ........................................................................................ 13 3.3.3 各种巷道风速验算 ............................................................................................ 13 3.4 巷道掘进及支护工艺 ................................................................................................. 13 3.4.1 掘进方式 ............................................................................................................ 14 3.4.2 支护工艺 ............................................................................................................ 14 3.5 采区准备巷道布置及生产系统 ................................................................................. 14 3.5.1 煤柱设计 ............................................................................................................ 14 3.5.2 上山设计 ............................................................................................................ 14 3.5.3 开采顺序 ............................................................................................................ 15 3.5.4 线路 .................................................................................................................... 15 3.5.5 采区内掘进方法 ................................................................................................ 15 3.5.6 采取车场设计 .................................................................................................... 15 4.采煤方法和回采工艺 ......................................................................................................... 16 4.1 采煤工艺方式 ............................................................................................................. 16 4.1.1 采煤方法 ............................................................................................................ 16 4.1.2 回采工艺过程 .................................................................................................... 16 4.1.3 支护方式 ............................................................................................................ 17 4.1.4 金属网的铺设 .................................................................................................... 17 4.1.5 工作面控顶距及放煤步距................................................................................. 18 4.2 回采巷道布置 ............................................................................................................. 18 4.3 循环图表及主要技术经济指标 ................................................................................. 18 5. 矿井通风及安全技术 ..................................................................................................... 200 5.1 矿井通风系统选择 ................................................................................................... 200 5.1.1 通风方法比较 .................................................................................................... 21 5.1.2 主要通风机的工作方式..................................................................................... 21 5.1.3 采区通风 ............................................................................................................ 21 5.1.4工作面通风方式 ................................................................................................. 22 5.2 防治特殊灾害安全措施 .............................................................................................. 22 5.2.1 瓦斯管理措施 .................................................................................................... 23 5.2.2 煤尘的防治 ........................................................................................................ 23 5.2.3 防火 .................................................................................................................... 23 5.2.4 防水 .................................................................................................................... 23 6. 个人实习体会 ................................................................................................................. 204 绪论 本次生产实习是我们在系统学习专业课程后的对煤矿的一次现场实习,上次我们认识实习时是在还未系统学习专业课程时去的煤矿现场实习,比较起来,这次的生产实习,我们学的了更多,懂得了更多。 我们在开滦集团林南仓矿业分公司实习的,它位于唐山玉田县境内。林南仓矿共含煤8,12层,可采煤8层,主采煤层8,煤层11,煤层12。煤层厚度0.15,16.43米,总厚度8.14,29.14米。含煤系数2.68,7.7,,煤田面积20平方公里。1970年4月成立7074工程指挥部,1985年11月投产,设计生产能力年产120万吨,主要采煤方法是综采放顶煤技术。 这次实习,历时六周时间,在矿上实习时间为十天,其余时间是在学校进行的。在矿上实习我们分别听了六场报告,下了四次矿井。我们听了现场人员的报告,参加了班前会,校友座谈会,劳模讲座,参观了地面和井下各方面,从而了解了矿井的概况,以及井田开拓,准备,回采的巷道的部署和采煤方法,理解了矿井六大系统的建设和主要生产设备的使用。 通过这六周的学习实习,我掌握了很多专业知识,其中包括矿井地质条件的认识和分析,矿井开拓方式、采准、采煤工艺、支护方式、设备选型以及矿井的各个系统的部署。在地质方面、采矿建井方面、通风安全方面、采煤工艺方面、岩石力学方面以及CAD制图方面的知识,我学到的也是颇丰。另外我们通过照相也将这次实习的难忘记忆了下来,同学们、老师们、工人们一起愉快的度过了这一难忘的实习。 1. 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 交通位置及交通 蓟玉煤田林南仓井田,位于河北省玉田县林南仓附近、地理坐标为东经117?37′30″,北纬39?50′00″,是蓟玉煤田东北端的一个独立向斜构造。西部隔林西背斜与蓟玉煤田的李庄子含煤向斜相毗邻。 本区目前有从唐山经林南仓至天津和经林南仓、彩亭桥至北京的公路。下仓到本区的铁路业已通车,交通比较方便。交通位置图见图1,1。 石人沟平谷县遵化县蓟县三河县山海关北京市秦皇岛抚宁县玉田县沙流河林南仓井田丰润县香河县房山芦龙县昌黎县开平宝坻县唐山矿唐车轴山向斜山小集市乐亭县宁河县柏各庄天津市渤 海塘沽港图1,1 交通位置图 1.1.2 地形地势 本区北枕燕山余脉,距螺山、峰山等只有十余公里,南为华北大平原。全区被新生界地层覆盖。本区地形平坦,地势由北往南逐渐低下,地表标高介于,1.00至+6.91米之间,地形坡度约2/1000。 后湖,现四周筑堤,作为天然水库占区内无河流,仅井田北部有一较大积水洼地-- 地约11000亩,盛产芦苇,呈沼泽状态。 1.1.3 井田范围 东起白庄子,西至甫庄、黄庄子一带,南起李三庄,北至后湖定府、岳庄附近。东西长约7公里,南北宽约3.5公里,整个井田呈—不规则的长圆形,面积约22平方公里。 井田行政区划,中部隶属玉田县林南仓公社,西部和南部分别属于林西公社和郭桥公社。井田内有十八个自然村。 1.1.4 矿区气候条件 本区属大陆性气候。据玉田县气象站1961-1971年观测的资料是: (1)降水量:年最大降水量1154.5毫米(1967年),年最小降水量345毫米(1968年);月最大降水量668.2(1967年8月)毫米,月最小降水量为零(1963年1月和1967年12月);日最大降水量339.6毫米(1963年8月20日)。本区降水量的特点是集中在6、7、8三个月,约占全年的87,,而且多暴雨。 (2)蒸发量:年最大蒸发量是2186毫米(1961年),年最小蒸发量1670.4(1971年)毫米,月最大蒸发量是430.1(1962年5月)毫米,月最小蒸发量30.5(1968年12月)毫米。蒸发量一般大于降水量的2倍,除7、8月份降水量大于蒸发量外,其它各月一般蒸发量均大于降水量。尤其是5、6月份气温转暖,而降水量很小,常显旱象,亦为本区气候之特点。 (3)气温:月最高平均气温27.2?(1968年7月),月最低平均气温-7.9?(1969年1月),日最高气温40.3?(1961年6月10日),日最低气温-22.9?(1968年12月15日)。气温最高在6、7、8三个月,最低在12月和1月年平均气温在9.8?-12.2?之间。 最大冻土深度780毫米(1961年1月21日-24日)。初冻日期一般在11月份(最 早时1961年10月29日即开始),解冻一般在三月份(最晚为1969年4月24日) 1.2 地质特征 1.2.1 井田地形 本区从古地理位置而言,位于燕山沉降带中段之南缘,在构造位置上北依燕山褶皱带,山峦起伏,大片古老岩层出露,向南为一片平原,基岩地层被较厚的第四系冲积层所覆盖。 区域内最老的地层为前震旦纪变质岩系,向上依次为震旦系、寒武系、奥陶系、石炭系、二迭系、第四系等地层。 1.2.2 井田地层 本区地层与开平煤田的岩性、岩相等沉积特征基本相同。 现由老到新的地层层序,从煤系地层的基盘——奥陶系中统至第四系描述如下: (一)奥陶系中统马家沟组(0) 2 本区钻孔揭露最多者15.89米,岩性为浅灰——灰白色石灰岩,质纯性脆,时夹薄层状灰质粘土岩及白云质石灰岩或豹皮状灰岩。顶部有古风化壳迹象,含黄铁矿结核,裂隙溶洞较发育,有时被铝土质充填。 (二)石炭系(C) 上限为煤11顶板细粉砂岩之顶界,与上复二迭系地层呈整合接触。下限为奥陶系石灰岩顶面,两者呈平行不整合接触。地层厚度约200米,分中上两统,下统缺失。 1.2.3 地质构造 蓟玉煤田在大地构造位置上位于华夏系构造与山字型构造复合带内,即马兰裕山字形构造弧顶略偏西翼。 大地构造位置决定了该区的构造特征。在伴随马兰裕山字型构造形成时,因受来自北东方向的压力及南西方向的应力作用,使煤田由大致平行的压性兼扭性构造带和与其大致垂直的张性兼扭性断裂带所组成,即自东向西依次有林南仓向斜、林西背斜、李庄子向斜(地堑)、黄土坎背斜和下仓向斜等并列,呈多字型构造。 1.2.4 井田的水文地质 煤系地层赋存于一个不对称的构造盆地之中,伏于第四纪冲积层之下,基岩面北高南低,高差达100——200米以上。 第四纪冲洪积层厚度变化较大,自143米至434米,以丁官屯附近最薄,向北和东南逐渐加厚,以粘土类地层为主,含水层组多由复结构的薄层中、细砂组成。第三承压 含水层在北部(岳状、后湖定府一带)发育有卵、砾石层,含水丰富。 煤系地层复于奥陶纪灰岩之上,主要由砂岩和粘土质岩层组成。含煤段下部和煤系底部有薄层灰岩4——5层,单层厚一般约1——2米;在断层发育的西部有火成岩侵入,水文地质条件较为复杂。 1.3 煤层特征 1.3.1 煤层埋藏条件和特征 本区含煤系由石灰系和二叠系地层组成,煤系地层总厚度约472米。含煤二十余层,平均煤层总厚度为26.24米,含煤系数为5.6,。其中可采煤层共10层,即煤5、煤6、煤7、煤8、煤8、煤9、煤10、煤11、煤12、煤14,平均总厚度为20.26米。 -1-2 煤层的垂直分布赋存在煤系地层中部,即集中出现在上石炭系赵各庄组及下二迭系大苗庄组。此两组地层内含煤十余层,平均煤层总厚度为19.48米,含煤系数为12,,其中可采含煤系数为11.5,。 1.3.2 煤层的描述 本区煤层自上而下大体可划分为三组,即上部薄煤组:包括煤5、煤6、煤7,煤层间距约14-26米,皆为不稳定的局部可采煤层。中部中厚煤层组:包括煤8至煤14各-1层煤,煤层间距约9.5——23米,多属稳定及较稳定的可采或局部可采煤层。其中煤8煤11、煤12为本区主要可采煤层,厚度占可采煤层的51.4,。下部煤线组:包括-1、 煤15至煤20间各煤层,间距约9,39米,皆属不稳定的不可采煤层。 1.3.3 煤层特征 本区各煤层一般属气煤类,小牌号为气煤1、2号,为良好的化工及配焦用煤。但位于井田西部(即仓补9、仓补25、仓补2、仓补32、仓补11、孔连线以西)因受岩浆岩侵入变质之故,使煤质牌号混杂,时有无烟煤、贫煤、瘦煤、肥气煤等煤种出现。若混合运输将对于配煤不利。 2.可采储量及其服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 储量计算的煤层 有煤5、6、7、8-1、8-2、9、10、11、12、14共十层,其中煤6、煤8-2、煤10等仅局部可采。另其它各煤层如煤4、煤12下、煤15、煤17、煤18、煤20等,虽然 偶有可采点出现,但不能连成面积,因此未参予储量计算。 2.1.2 储量计算的范围和边界 本区为一盆形向斜,向斜内占90%面积的煤层埋藏在-800米以浅,仅轴心的狭小部位最下部可采煤层煤14的埋藏深度达到-1046米,故各可采煤层风氧化带以下全部计算储量。 2.1.3 煤的技术条件 (一)煤层的最低可采厚度为0.60米(岩浆岩沿煤层侵入之钻孔,烟煤、无烟煤和天然焦合并计算其厚度)。 (二)灰分:最高绝对干燥原煤灰分含量不超过40%。 (三)储量厚度:均系煤层真厚度。对结构复杂的煤层,当夹矸厚度小于0.60米,而煤分层厚度大于或等于夹矸厚度者,则上下分煤层合并计算厚度。 (四)风化—氧化带界限:煤层露头以下垂深30米为风化—氧化带界限。 (五)冲积层煤柱:冲积层下至垂深80米,除去风氧化带作为冲积层煤柱。 (六)断层 (1)、正断层:?断距小于20米者,不留煤柱。?断距大于或等于20米者,断层两侧各30米作为断层煤柱,单独计算其储量。 (2)、逆断层:对重复部分不重复计算储量。 图2-1 井田赋存状况示意图 石人沟平谷县遵化县蓟县三河县山海关北京市秦皇岛抚宁县玉田县沙流河林南仓井田丰润县香河县房山芦龙县昌黎县宝坻县开平唐唐山矿山市车轴山向斜小集乐亭县宁河县柏各 天津市庄渤 海塘沽港 2.2 矿井可采储量 2.2.1 储量的计算 (一)参加储量计算的各煤层,均按设计生产水平划分块段计算储量,即冲积层煤 柱,第一水平(-500米以浅);第二水平(-500至-975米)。同一水平利用剖面线划分小块段,在1:5000等高线图上,利用求积仪计算平面积,分块求出储量。 (二)参数的取得: (1)平均倾角:利用特制的同比例坡度尺直接在等高线图上量取块段内相邻的等高线距,量取数处,取其平均值。 2)平均厚度:块段内各见煤点真厚相加,取其算术平均值。 ( (3)容重:参加储量计算的各煤层,分别为该煤层煤芯煤样容重值的算术平均值。 表2-1 煤层煤芯算术平均值 煤层 煤5 煤6 煤7 煤8-1 煤8-2 煤9 煤10 煤11 煤12 煤14 容重 1.48 1.58 1.58 1.59 1.49 1.45 1.37 1.43 1.42 1.46 (三)可采边界的确定:可采与不可采两点之间用内插法求得,若一钻孔煤层尖灭,相邻钻孔达到可采厚度,则取两孔间中点为零点,再用内插法求得。 2.2.2 储量级别的划分 (一)储量级别:本区煤层储量划分为A、B、C1、C2四级。 (二)分级原则: (1)鉴于本区为盆形向斜构造,断层较为发育,并稍具波状起伏,煤层以较稳定者为主,参照原地质部、煤炭工业部1961年颁发之“煤矿产储量分类暂行规范”的原则,各级储量的勘探网密度见表 表2-2 各级储量的勘探网密度表 煤层稳定性 A B C, 稳定 750 1500 3000 较稳定 375 750 1500 不稳定 250+ 500+ (2)对于煤层厚度、结构及灰份变化有规律的煤层,其稳定性根据具体情况确定,即同一煤层可划分出不同稳定程度之块段。 (3)储量级别外推原则:A级块段可外推A级孔距的1/2为B级;B级块段可外推B级孔距的1/2为C1级,一般情况下不连续外推。 (4)断层煤柱一般为C1级储量。 2.2.3 储量计算中的几个具体问题 (1)个别点原煤灰份虽已超过40%,但可能由于煤层采取率低,代表性不强,或采样质量不高等原因所致,故仍计算其储量。 (2)对个别钻孔煤层夹矸虽大于0.60米,但分煤层厚度均超过0.60米时,上下煤层合并计算储量。 (3)煤7因容重样少,代表性不强,故采用煤6容重值计算储量。 (4)对不稳定煤层C1级储量未严格按线距要求,根据具体情况储量计算至可采边界线。 2.2.4 储量计算成果 全区共收得A+B+C1+C2级储量408909.7千吨,其中A+B+C1级储量388036.7千吨,A+B级储量180432.9千吨,占A+B+C1级储量46.5%,其中第一水平A+B+C1+C2级储量95565.7千吨,A+B+C1级91870.3千吨,A+B级52790.9千吨,占A+B+C1级的57.5% 2.2.5 无岩煤芯钻进 本区在各施工阶段,有些钻孔采取了全孔或部分无芯钻进。这对提高勘探速度起到一定作用。在质量上总的来看能保证资料的正确,但个别测井曲线反映不好的钻孔,在地质资料的准确性上有某种程度的影响。在补充勘探过程中,对以往测井资料重新做了对比和解释,并对有疑问的全孔无芯钻进的仓13孔做了质量检查(检查结果见仓补23和仓13孔柱状图),纠正了部分缺欠,所以本报告采用的煤层底板深度和厚度资料是可靠的。 2.3 矿井工作制度 2.3.1 确定矿井工作天数 按自然年天数减去休假天数,本矿井设计年工作日数为330天。 2.3.2 矿井工作制度的确定 矿井工作制度设计采用“三八”工作制,即两班采煤,一班准备,每班净工作时间为8个小时。 2.3.3 确定矿井每昼夜净提升小时数 按照《煤炭工业矿井设计规范》规定:矿井每昼夜净提升时间16小时。这样充分考虑了矿井的富裕系数,防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为16小时。 2.4 矿井设计生产能力及服务年限 2.4.1 确定矿井的生产能力 根据本井田可采储量,以及矿井的地质构造,确定本矿井设计生产能力为120万t/年。 2.4.2 矿井服务年限的验算 由 T=Z/(K×A) 其中: T—矿井的服务年限(年) Z—矿井的可采储量(万t) K—矿井储量备用系数,K取1.4 A—矿井生产能力(万t/年) T=37年 符合规程规定,故本矿井的生产能力为120万t合理。 3.矿井开拓与准备 3.1 井田开拓的基本问题 3.1.1 开拓方式 采用立井多水平开拓方式,主井副井两井筒分别位于井田中央,而风井位于井田边界,采用中央边界式,压入式通风。 为了便于井田集中,合理利用相关设备,提高生产及工作效率,以及少占用土地,初步确定工业场地位于井田范围之内,及主副井附近,采用矩形布置。 3.1.2 水平的划分 矿井采用两个水平,标高为-500和-975米,一水平垂直高度为267米,二水平垂高为475米;一水平采用下山开采,二水平采用上山开采;主要可采煤层为煤11,煤12;主要开拓巷道为一水平立井、硐室、主要石门和上山(采用3条),二水平的暗立井和上山,分别布置在煤12中,这样可以减少煤质的影响,预防煤12水害事故,及早投入生产,见效益。 为合理开采深部煤层,降低煤炭损失,采用立井延伸至二水平,井底车场与一水平相同,大提方案与一水平相当。 3.1.3 开采方式 本采区采用上行开采方式,即煤12与煤11联合开采,主要因为煤11灰分较高,煤12煤质较好,达到良好的效益。 3.2 矿井基本巷道 3.2.1 井筒 根据开滦其他矿井形式来看,一般采用圆形断面,因此主副井、风井在这里也采用圆形,这样便于管理和维护。 (一)主井 如图4-5,主井井筒断面形状为圆形,净直径为5m,净断面积为19.625?,掘进 断面28.16?,井深400m。井筒井壁为混凝土砌碹井壁,厚450mm,充填混凝土厚50mm。主井采用两对9t多绳箕斗提煤。 (二)副井 2如图表1,副井井筒断面形状为圆形,净直径为6.5m,净断面积为33.18m,掘进 2断面46.54 m,井深406m。井筒井壁为混凝土砌碹井壁,厚550mm,充填混凝土厚50mm。副井布置一辆3t固定箱式矿车双层两车罐笼。副井设梯子间。 (三)风井 2如图4-7为圆形断面,净直径为4.5m,净断面积为15.90?,掘进断面19.63 m,风井井深251m。风井井筒井壁均为混凝土砌碹井壁,厚450mm,充填混凝土厚50mm。风井设梯子间。 风速验算如下表。 表3-1 井筒风速验算表 允许风速(m/s) 风 量井筒断面实际风速 井筒名称 验算结果 32(m/min) (m) (m/s) 最低 最高 副井井筒 4810.80 33.18 2.42 —— 8 符合规定 风井井筒 4810.80 15.90 5.04 —— 15 符合规定 (注:新鲜风流主要从副井进入井下,主井不作为进回风井,故其风速不需验算;) 通过验算,风速符合《规程》的规定,所选用井筒断面满足设计要求。 3.2.2 井底车场 (一)井底车场的型式和布置形式 井底车场采用副井卧式环行车场。 石人沟平谷县遵化县 蓟县三河县山海关北京市秦皇岛抚宁县玉田县沙流河林南仓井田丰润县香河县房山芦龙县昌黎县宝坻县开平唐唐山矿山市车轴山向斜小集乐亭县宁河县柏各天津市庄 渤 海塘沽港图3-1 井底车场示意图 (二)验算主、副井空重车线长度 (1)主井空重车线长度验算 由于井下煤炭采用胶带输送机运输,所以,主井的空重车线不需验算。 (2)副井空重车线长度验算 设计辅助运输采用3t固定箱式矿车MG3.3—9B,其外形尺寸为:3450×1300×1300 (mm)(长×宽×高)。参考煤矿现场生产经验,一列车一般为10辆矿车,则一列车长度为34.5m。而副井重车线长度为150m,空车线长度为200m,均大于1列车的长度,符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。 3.2.3 调车方式 设计采用顶推调车方式:电机车牵引重列车驶入车场调车线,电机车摘钩,驶过道岔,经错车线,过道岔绕至列车尾部,将列车顶入副井重车线。然后,电机车经过道岔进入副井空车线,牵引列车驶向石门、运输大巷。 3.2.4 各种峒室的布置 (1)主排水泵房及水仓 主排水泵房布置5台水泵,2台使用,2台备用,一台检修。矿井正常涌水量为 33420m/h,最大涌水量为600m/h。水仓容量按容纳8h矿井正常涌水量考虑,总容量为 34800m/h。 (2)主变电所 主变电所与主排水泵房联合布置,经通道与井底车场相通。 (3)井底煤仓 矿井一水平开采,井底煤仓设计确定采用圆形立仓,直径6m,容量500t。 (4)箕斗装载硐室 箕斗装载硐室采用全上提式布置。 (5)主井井底清理撒煤硐室 根据箕斗硐室的布置形式,主井井底清理撒煤硐室布置在副井井底车场水平,通过撒煤清理斜巷与辅助运输大巷联系,撒煤经装载斗车? 翻笼 ? 胶带大巷煤流系统。 (6)爆破材料库 矿井主要巷道布置在岩层中,爆破材料用量较大,因此设计确定井下爆破材料库容量为1500kg。 (7)其他硐室 井底车场内还布置有等候室、水仓清理绞车硐室、消防材料库及蓄电池机车检修硐室等。 副井井底车场担负全矿辅助运输任务,运量较小,所运输的主要设备不可拆件重量大,为此确定井底车场铺轨采用33Kg/m轨型,钢筋混凝土轨枕。 3.3 主要开拓巷道 3.3.1 布置层位 辅助运输大巷、胶带输送机石门基本上沿岩层布置,胶带输送机大巷沿煤层布置,局部为煤岩或半煤岩巷道,巷道坡度随煤层而起伏,一般为0,5º左右。 3.3.2 巷道断面及支护形式 本设计中的主要开拓巷道有运输大巷、轨道大巷、运输石门、回风巷等。主要设备 2硐室采用现浇混凝土支护,掘进宽度为6000mm,高度为3600mm,掘进断面积为21.60m。。 3.3.3 各段巷道风速验算 各段巷道的通风验算结果见下表。 2进断面积为21.60m。。 3.3.4 各段巷道风速验算 各段巷道的通风验算结果见下表。 表3-2 井巷风速验算表 允许风速(m/s) 风 量巷道断面实际风速巷道名称 验算结果 32最低 最高 (m/min) (m) (m/s) 井底车场 4810.8 14.3 4.96 —— 8 符合规定 轨道大巷 14.3 4.96 —— 8 符合规定 运输大巷 12.34 5.74 0.25 6 符合规定 回风大巷 15.67 4.52 —— 8 符合规定 (注:表中风量为通风容易及通风困难两个时期通过各段巷道的最大风量。) 通过验算,风速符合《规程》的规定,所选用巷道断面满足设计要求。 3.4 巷道掘进及支护工艺 3.4.1 掘进方式 各种开拓巷道均为岩石巷道,其掘进方式为钻爆法,支护形式为锚喷支护。 3.4.2 支护工艺 井底车场石门采用砌碹和冒喷联合支护,巷道断面形状为半圆拱形,宽为6.5米,高4.8米,主要运输大巷或上山、回风巷等都采用拱形棚梁,断面积为10.4平方米,局部顶板不好铺设金属网打锚杆。 石人沟平谷县遵化县蓟县 三河县山海关北京市秦皇岛抚宁县玉田县林南仓井田沙流河丰润县香河县房山芦龙县昌黎县宝坻县开平唐唐山矿山市车轴山向斜小集乐亭县宁河县柏各天津市庄 渤 海塘沽港图3-2 皮带运输大巷断面图 图3 -3 轨道上山断面图 石人沟平谷县遵化县蓟县三河县山海关北京市秦皇岛抚宁县玉田县沙流河林南仓井田丰润县香河县房山芦龙县昌黎县宝坻县开平唐唐山矿山市车轴山向斜小集乐亭县宁河县柏各天津市庄渤 海塘沽港 图3-4 总回风巷断面图 3.5 采区准备巷道布置及生产系统 3.5.1 煤柱设计 本设计采区的走向长度为2400多米,防水煤柱为65米,其他地方为80米,阶段斜长为225米,阶段煤柱为8米,数目为2,3个。 3.5.2 上山设计 本采区采用3条上山,分别布置在煤12中,分别为轨道上山,运输上山和通风上山,在3条上山中可采用平巷联络,各区段平巷均按等高线,沿煤层走向布置。 3.5.3 开采顺序 根据林南仓矿以往回采情况来看,采用上行开采对上层顶板破坏影响不大,故先采煤12,再采煤11;在煤12中布置2个回采工作面,其他采区为衔接,可布置其他开拓工程。工作面采用由上往下回采,即先采1121工作面,再采1124工作面,以此依次回采。 3.5.4 线路 (一)通风线路:新鲜风流由副井经石门,到轨道上山,经每一个工作面的下运,切眼,再到上风进入皮带运输上山,到回风大巷,由风井排出地面。 (二)运输系统:从工作面采出的煤由工作面上刮板输送机输出到下运的转载机,到下运皮带,再经皮带下山到石门,由石门中的皮带运入煤仓,由主井箕斗提到地面。 物料由副井经石门到轨道上山,由各工作面区段回风平巷进入工作面。 3.5.5 采区内掘进方法 对各工作面的区段巷道采用掘进机,巷道支护利用10.4平方的拱形支架,巷顶铺设小木板,局部破损地方辅助铺设金属网;对一些大巷、联络巷或上山由于坡度大,采用放炮掘进,各局部地点采用局部通风机,把新鲜风流引入迎头。 石人沟生产能力由本采区各回采工作面出煤量+各掘进头出煤量+开拓出煤量+各硐室出平谷县遵化县 蓟县煤量。 三河县山海关北京市秦皇岛林南仓井田抚宁县玉田县沙流河宝坻县丰润县香河县图 3-5 区段回风巷断面图 房山芦龙县唐山昌黎县市开平唐山矿3.5.6 采区车场选型设计 车轴山向斜小集乐天津市亭采区上部车场采用平车场,矿车由轨道上山进入上部平石门段,再有平石门缓慢进县宁河县柏各庄塘沽港入上风道; 渤 海采区中部车场采用甩入平巷式,因为本采区轨道上山布置在煤层内,因此采用平巷式,这样掘进速度快,效益高,但维护成本较大,上部煤11可采用甩入石门式; 石人沟平谷县遵化县采区下部车场采用立式,由石门来的矿车直接进入上山,但对大巷矿车进入石门石人沟蓟县平谷县遵化县三河县山海关有一定影响,降低效率。 北京市秦皇岛蓟县抚宁县三河县山海关玉田县沙流河林南仓井田北京市秦皇岛丰润县抚宁县香河县玉田县林南仓井田沙流河房山芦龙县丰润县香河县昌黎县房山芦龙县宝坻县开平昌黎县宝坻县开平唐唐山矿唐山唐山矿山市车轴山向斜市石人沟车轴山向斜平谷县遵化县小集蓟县小集三河县山海关乐北京市秦皇岛乐抚宁县玉田县林南仓井田沙流河亭丰润县亭香河县房山芦龙县县县宁河县昌黎县宁河县宝坻县开平柏柏唐唐山矿山各各市 天津市车轴山向斜庄天津市小集庄乐亭县宁河县柏渤 海各天津市渤 海庄图3-6 采区下部车场图 图3-7 采区中部车场图 图3-8 采区上部车场 塘沽港渤 海塘沽港塘沽港 4.采煤方法和回采工艺 4.1 采煤工艺方式 4.1.1 采煤方法 由于本采区煤12煤层厚度平均约5米,煤层结构单一,较稳定,构造较少,充分考虑采用综合放顶煤方式,以后煤11采用综采,煤11厚度约3.5米,结构单一,地质条件也简单。简要如下根据我矿煤层赋存条件及现有机械化程度,结合以往经验,其中以煤12综放较为普遍,煤11以综采较多,且安全系数较高。由于煤12为5米左右,局部大于5米,为特厚煤层,而特厚大多采用综放,大采高不易于管理,顶板也不易管理,故采用综放,煤11采用综采。 井田采区划分主要以地质构造,人为为辅助,故1121工作面长度为 208米,推进方向为后退式,采用往返进两刀,放顶煤。 工作面采用MGX-350型双滚筒采煤机沿底开采,每刀进度0.6米,采煤机自开缺口斜切入刀,往返一次进两刀。机组割底煤,支架尾梁摆动、插板伸缩放顶煤。 工作面采用机组滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤,采用双运输机运煤。两刀放煤一次,前后溜为SGD-630/220和SGD-630/180型可弯曲刮板运输机。 4.1.2 回采工艺过程 割煤?移架?推前溜?拉后溜?割煤?移架?推前溜?放顶煤?拉后溜 (1)割煤:工作面采用MGX-350型双滚筒采煤机割煤、落煤,滚筒直径Ф1.6m,截深0.6米,采煤机自开缺口斜切入刀,往返一次进两刀。采高2.0~2.2米, 最大割煤速度6m/min,通过机组滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤。 (2)移架:支架伸缩梁保持伸出状态,机组割煤过后,按拉线移架,移架滞后机组6,10m,移架步距600mm。端面距不大于300mm,顶板破碎处或片帮严重时紧跟机组移架。排头支架及时前移,前溜推到位后及时将排头支架移到位。 (3)推前溜:采面支架移过后顺序移溜。移溜工作滞后机组16~20米进行,逐渐将溜子顶向煤壁,支架工要协调一致,移溜后保证溜子平直顺,停溜时严禁推溜,防止塞死溜子。移溜步距不得少于600mm,要经常保证溜子平直,移机头、机尾时,每次推移步距保证600mm,防止溜子脱节。 (4)放顶煤:机组割两刀,放顶煤一次。放顶煤时支架收回插板,尾梁摆向煤壁放煤。根据工作面具体情况采用依次顺序多轮放煤,机头三组支架不放煤,保持机尾三组不放煤。放煤时先从第四架开始依次放,每架放1/2左右,放完第一轮后,返回再放第二轮,每架放1/2左右;放煤含矸量达到25%停止。也可采取双人配合放煤,即一人放第一轮,另一人滞后他5组以上放第二轮。也可视情况采用3轮放煤,每轮放1/3。 (5)拉后溜:拉后溜必须单向进行,严禁从两头向中间拉,且滞后放煤10~15米,坚持在本架内操作并保证弯曲段不小于10米。后溜要拉到位,防止移架后后溜子甩到老塘或架子尾梁插入溜槽内。 4.1.3 支护方式 (1)工作面支护:工作面选用116组ZFQ2400-16/24液压支架进行支护,局部顶板不好处上顶铺单层金属网。采高2.2米,正常情况进行及时支护,片帮严重、顶板破碎时采用超前移架支护。 (2)工作面回风巷超前支护布置形式 回风巷超前支护布置形式为采用铰接梁及十字梁下打单体柱,排距0.6米,超前煤壁5—7米。以外至20米范围在拱型支架下加打点柱。点柱为DZ25-25/100和DZ28-28/100型液压单体柱。 生产班组随循环推进,将排头支架前回掉的单体柱向前打,保持超前20m支护距离。 (3)工作面进风巷超前支护布置形式 进风巷超前5—7米支护采用1.2米铰接梁配合十字铰接梁下打单体柱支护布置形 式,排距700mm。以外至20米范围在拱型支架下加打点柱。点柱为DZ25-25/100和DZ28-28/100型液压单体柱。打柱范围从工作面煤壁算起,保证每班超前支护距离不小于20m,其中行人侧,距离转载机300mm左右(破碎机大轮及转载机电机减速器包括在内);非行人侧单体柱打于转载机非行人侧,距离转载机300mm左右。 生产班组随循环推进,将工作面侧单体柱提前一循环回收,保护煤柱侧单体柱回收到最后一架切顶线齐,巷内单体柱移机尾前回掉,不准提前回收,回收的单体柱继续向前打,使20m内始终保持超前支护。 4.1.4 金属网的铺设 工作面铺单层金属经纬网,顶板破碎时铺双层网,网规格10米×1.2米,联网采用16号铅丝做扣。联网采用搭接形式,网搭茬沿倾向搭接400mm,走向搭接200mm,网扣呈三角形布置,扣距不大于200mm,网扣为单丝双股三扣以上。要求工作面上下端头往外留网500~1000mm,班中班末最少剩网量不少于1000mm。如采面顶板煤壁条件较好时可根据技术人员的要求网对接布置,扣距100mm;也可以取消铺设金属网工序,但必须编制专门的安全技术措施。 4.1.5 工作面控顶距及放煤步距 依据支架和采煤机的特征参数,工作面最大控顶距3.79m,最小控顶距3.19米。两刀放煤一次,放煤步距为1.2m,放顶步距要掌握好,严防切顶线前移。 4.2 回采巷道布置 根据采用的采煤工艺方式,巷道均采用上下分别布置区段回风巷和区段运输巷,煤柱尺寸为8米。回采巷道都采用10.4平方米的拱形棚子,方向基本沿煤层走向布置,坡度一般不超过14度(掘进机下扎最大角度)。回采巷道都采用棚子支护,仅有上下出口超前支护有所改变,见前面所述。 4.3 循环图表及主要技术经济指标 图4-1 正规循环作业图表 点班八点班四点班零点班内容 面长 图例割煤移架联网放煤检修 表4-1 工作面内主要机电设备表 名称 型号 数量 备注 1 支架 ZFQ2400-16/24 70组 2 采煤机 MXG-350 1台 3 运输机 SGD-630/220 1部 双机87m 4 运输机 SGD-630/180 1部 双机87m 5 转载机 SZB-730/40 1部 单机25m 6 皮带机 SSJ1000/75*2 1部 单机250m 7 调度绞车 JD-40 2台 8 调度绞车 JD-25 2台 9 慢速绞车 JH-14 3台 10 慢速绞车 JH-8 5台 11 干变 KBSG-500/6 2台 12 干变 KBSG-315/6 1台 13 油变 KS7-315/6 1台 14 组合馈电 KBZ-630/1140/400/1140 各1台 15 组合开关 QJZ-4*315/1140/315/1140 各1台 16 泵站 RB160/31.5 2台 两泵一箱 17 低爆开关 QC83-225 1台 18 低爆开关 QC83-120 10台 19 低爆开关 BQZ-120N 2台 20 低爆开关 BQZ-315 3台 21 低爆开关 QC83-80N 8台 22 馈电开关 DW80-250 4台 23 馈电开关 DW80-200 1台 24 电钻综保 BBZ1-4 2台 25 信号综保 ZXZ8-2.5 2台 26 电缆 UGSP-3*35+3*16/3+JS 530m 27 电缆 NSSOII-3*95 40m 28 电缆 NSSOII-3*25 100m*2 180m*2 29 电缆 NSSOII-3*70 180m 30 闭锁装置 KDH-127 6台 31 皮带保护 PJB-2 1套 32 四位一体 KBZD-127/60 20个 33 扩音电话 HD-1.2 12台 34 支架灯 KJB-13/127 8个 35 刮板运输机 SGW-40T 9部 表4-2 劳动组织图表 点班 工种 合计 八点半 四点班 零点班 支架工 6 6 2 12 机组司机 2 2 4 放煤追机工 3 3 6 验架子 1 1 4 6 维护 2 2 10 14 端头支护 8 8 16 搬运 18 18 外围清理套修 10 10 四铁 1 1 1 3 做超前 6 6 6 18 泵站司机 1 1 1 3 看瓦斯泵 1 1 1 3 看溜 8 8 16 运料工 15 15 班长 3 3 3 9 后勤供应 6 6 合计 58 57 44 159 应配员 185 表4-3 主要经济技术指标 序号 项目 单位 数量 1 工作面长 米 208 2 走向长 米 767 3 采高 米 2.2 4 煤层倾角 度 20 5 循环进度 米 0.6 6 循环产量 吨 786.2 7 日循环数 个 6 8 日生产能力 吨 4717.4 9 可采日期 天 213 10 日出勤工数 工/天 159 11 效率 吨/工 29.7 5. 矿井通风及安全技术 5.1 矿井通风系统选择 矿井通风系统的选择总的原则应贯彻“安全第一,预防为主”的方针,并有利于加快矿井的建设速度,技术经济合理,同时必须遵守《煤矿安全规程》中有关规定。 选择通风系统主要考虑矿井开采技术条件和开拓开采条件、同时考虑尽可能地减少井巷工程量和通风经营费,设备运输及维修费等经济因素,另外,还要根据上述因素考虑是否要灌浆、煤层注水以及抽放瓦斯等。 林南仓井田走向约7Km;倾向约3.5Km。主采煤层12号煤层、11号煤层总平均厚度为5m,储量丰富、煤层倾角平均20度;地质条件较简单、具备实现高产高效的条件。 3矿井初步设计年生产能力120万t。预计矿井绝对瓦斯涌出量为1.67m/min,二氧化碳 3绝对涌出量为0.50,1.25m/min,为低瓦斯矿井。有煤尘爆炸危险性;煤层为不易自燃煤层。 主要大巷均沿12煤层掘进,在采区内设准备巷道,主要运输上山、运输上山布置煤层之中。工作面采用倾斜长壁后退式综合机械化放顶煤一次采全高,顶板全部自然垮落采煤方法。 5.1.1 通风方法比较 3种通风方式技术比较见表5-1。 表5-1 通风方式技术比较 方案 优 点 缺 点 初期投资少,出煤快,井筒数目少,便方案1 外部漏风大,风路较长,通风阻力较大,于管理,节省了风井的工业场地,不留中央并列式 工业场有噪音影响。 设专门的回风井保护煤柱。 增加了一个风井,初期投资多,需留风井方案2 节省工业场地,初期通风阻力小,井下煤柱。但后期开采东南翼采区通风阻力中央边界式 漏风少。 大。 因增设一个安全出口,安全性能好,内方案3 初期投资多,建设周期长,还需留设两个部漏风少,工业广场没有噪音污染,通对角式 风井煤柱。 风线路和风压变动小,风机工作稳定。 本矿井田走向长度为7.0Km,倾向3.5Km,煤层倾角20度左右,因此采用方案1时,由于本矿年生产能力较大,箕斗井兼做回风井时,需采取特殊防漏风措施,在技术 上不够先进。 5.1.2 主要通风机的工作方式 矿井主要通风机的通风方式有抽出式、压入式和混合式。目前,由于技术的革新,通风机的功率有了很大的提高,因此,常用的通风方式是抽出式和压入式两种,混合式通风较少应用。由于煤层中含有瓦斯抽出式有利于瓦斯管理、减少瓦斯事故。 5.1.3 采区通风 采区通风总要求: (1)能够有效地控制采区内风流方向、风量大小和风质; (2)漏风少; (3)风流的稳定性高; (4)有利于排放瓦斯,防止煤尘自燃和防尘; (5)有较好的气候条件; (6)安全经济合理技术。 采区通风的基本要求: (1)每个采区必须有单独的回风道,实行分区通风,减少串联通风; (2)工作面尽量避免位于角联分支上,要保证工作面风向稳定; (3)煤层倾角大于12?时,不能采用下行风; (4)回采工作面的风速不得低于1m/s; (5)工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1,; (6)必须保证通风设施(风门、风桥、风筒)规格质量要求; (7)要保证风量按需分配,尽量使通风阻力小风流畅通; (8)机电硐室必须在进风流中; (9)采空区必须要及时封闭; 采区通风系统既是矿井通风系统的基本组成单元,也是采区生产系统的重要组成部分。选择采区通风系统必须遵守上述规定及《煤矿安全规程》中有关规定。 本矿共划分8个采区,采区内设准备巷道,选择胶带运输石门、大巷、斜巷进风,辅助运输大巷、石门回风通风方式,辅助运输大巷、石门内设风门和回风石门与风井连通形成通风系统。 5.1.4 工作面通风方式 工作面通风方式的选择与回采顺序、通风能力及巷道布置有关,通风方式是否合理成为影响工作面正常生产的重要因素,对工作面通风应满足下列要求: (1)、工作面有足够的风量并符合安全规程的要求,特别要防止上隅角积聚瓦斯。 (2)、风流用尽量单向顺流、少折返逆流、系统简单、风路短。 (3)、根据通风要求,进、回风巷有足够的断面及数目。 根据以上选择的依据及各通风方式所使用条件和本矿开拓方案,矿井绝对瓦斯涌出量为 31.67m/min,工作面长208m,沿走向推进767m,工作面单巷掘进,单巷回风,由此确定工作面采用“U”型通风方式,这种通风方式具有系统简单,漏风小等优点。 5.2 防止特殊灾害安全措施 为了保证矿井安全生产,在矿井建设和生产过程中,要重点防范瓦斯、煤尘和水、火的威胁。并严格遵守以下安全技术措施。本矿井设计采用先进技术设备,建立井下环境安全监控系统,对瓦斯、煤尘和水火等灾害进行早期预防,综合治理。 5.2.1 瓦斯管理措施 (1)、严格执行《安全技术操作规程》第四章第一节和《煤矿安全规程》有关规定。 (2)、设专职瓦斯员对工作面每班巡回检查不得少于两次,发现问题及时汇报处理。建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统,可靠预防和控制瓦斯事故的发生。 (3)、在采煤工作煤以及与其相互连接的上下顺槽设置CH报警仪,监测风流中CH44含量,并将信息即使传递到地面控制室,在主要工作地点设置CH断电仪。 4 (4)、严格掌握风量分配,保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流。 (5)、按井下在册人员配备隔离式自救器。 (6)、按规程规定设置反风装置,风机能在规定时间内反转反风,并达到规定风量。 (7)、采后按规定时间回收、密闭、注浆。 5.2.2 煤尘的防治 (1)、掘进机与采煤机都必须配备有效可靠的降尘装置,掘进工作面局扇要设防尘器。 (2)、利用环境安全监测系统,及时测定风流中的风尘浓度。 (3)、建立防尘、洒水、降尘系统,对煤流各转载点必须经常喷雾洒水。 (4)、对于容易积存煤尘之处,应定期进行清扫和冲洗。 (5)、井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤,不得放空,防止煤仓和溜煤眼进风。 (6)、相邻煤层及所有运输机道和回风道必须设置隔爆水棚。 7)、采掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘口罩。 ( 5.2.3 防火 (1)、完善矿井通风系统,合理分配风量,降低并控制负压,以减少漏风。每个面回采结束,要及时封闭通风向采空区的巷道及时加以密闭,使采空区处于均压状态。 (2)、对各工作面及采空区进行束管监测、电子计算机检控,即时掌握自燃征候和情况,及时采取有效措施。 (3)、煤层大巷要搞好壁后充填和喷射混凝土封闭煤层,防止煤层的风化、氧化和 自燃。 (4)、井下设置完备的消防洒水系统,存放足够的消防器材。 5.2.4 防水 (1)、在矿井建设和生产过程中,至始至终要认真进行水文地质工作,切实掌握水文情况; (2)、在落差较大的断层两侧要留足防水煤柱,当掘进工作面接近采空区、断层破裂带时,必须严格执行有疑必探,先探后掘得原则。 (3)、掘进工作面探放水时,要有检察员现场检查瓦斯等有害气体。 (4)、工作面发现透水征兆时,必须立即停止作业,待情况查明采取相应措施后方可施工。 (5)、施工巷道遇水要按设排水管路和设备。 6.个人实习体会 华 北 科 技 学 院 采矿工程生产实习报告 姓 名: 学 号: 学 院: 华北科技学院安全工程学院 专 业: 采矿工程专业 实习地点: 开滦集团林南仓矿业分公司 带队教师: 赵启峰 、李勇军 实习时间: 2011年9月13日——9月25日 采煤工作面作业规程编写 第一部分 地质概况 一、工作面位置 2604 工作面名称综放工作面煤层名称山西组二煤层1 采区名称二水平六采区 地面位置地表为毕吕寨村 2604326041 南以下顺槽为界,与采空区及下顺槽相邻 26024 西西以切眼为界,与回风巷相邻四邻关系 2602 北以上顺槽为界,与边界回风巷相邻 东东以设计停采线为界,与西翼皮带巷相邻 -236m,-294,埋藏深度-405.3m,-479.1m +179.3m+185.1m 地面标高,工作面标高 回采影响1 工作面条断层对回采有影响 二、工作面煤层情况 102m 一切眼 430m 走向长倾斜长67m 二切眼 煤NE35倾向?, NW305320 走向?,煤层类型山西组二煤层1? 层50? 6.510.33() 1.m 煤层厚度厚度7,8.19煤层结构 1.86m 2 169m 5.4t/m工作面长度煤层生产能力 储 量 430m 231724.1t 推进长度工业储量 及 57061.3 80 可采面积?综合回收率?, 计3 1.4t/m 205301.9t 真相对密度可采储量 4 算 一块段储量1106820267? 1吨×98%?2320267m1.7m1.4T/m48235.5 ××?吨 公一块段面积吨108467.4 26237.6 二块段面积?二块段储量23 式 26237.6m×1.7m×1.4T/m?62445.5吨 121043.180%吨×2310556.7m8.19m1.4T/m121043.1××?吨 10556.7 三块段面积?三块段储量 96834.5?吨 工作面总储量 吨108467.4+96834.5=205301.9 08—1.5 12.5 煤质硬度(平均灰分, 瘦煤,属优质动 煤 1.3 煤质牌号平均水分, 力煤 质 13.87—18.94 29.2MJ/Kg 挥发份,发热量 三、地质构造 工作面地质条件简单。 2604 工作面断层统计表 断层构造名称走向倾向倾角落差性质对回采影响程度4F26042 NE30 SW120 60 ,???正影响较小7m 四、围岩及特征 (m) 类别分项主要岩石厚度普氏硬度系数岩性描述 以石英为主,暗黑色矿物次之,层面含 顶 7.6 f=10.5 老顶灰色中粒砂岩 白云母碎片,(采空区已跨落)。 层面含大量植物茎部化石及白云母碎片。 4.8 f =6.37 直接顶黑色砂质泥岩 板4.8m 厚(采空区已跨落)。 5 层面含大量植物茎部化石及白云母星,随 0. 伪顶黑色泥岩3,0.5 0.30.5m 采随落,厚,(采空区已跨落)。 3.5m 3.5 直接底黑色砂质泥岩含砂量由上而下逐渐增多,厚。 底 上部为细粒,向下逐渐为中粒,含较多暗色 板 6.5 f =8.53 老底深灰色中细粒砂岩 矿物,钙质胶结。 1 煤层结构柱状图见附图煤岩层综合柱状图见 2 附图 五、水文地质情况 充水因素工作面无重大水害威胁 m?/h 预计最大涌水量5,7河流冲刷带无 5m?/h 正常涌水量岩浆侵入体、陷落柱无 回采影响工作面无重大威胁,对回采不会造成影响 五、影响回采的其它地质情况 : 瓦预计工作面绝对瓦斯涌出量:自燃最短自燃发火期为 3 119 1~3m/min 斯发火期天 煤具爆炸性,爆炸指数: 19.820.5C ?,? 地温 16.34 % 尘 6 六、工作面可采期计算 l L435m 0.6m 上顺槽可采期长度循环进度1 L n 4 425m 下顺槽可采期长度日循环个数个2 D=(L+L) /(n1) 179 可采期:?天12 第二部分 采煤方法及回采工艺 7 一、采煤方法 采煤方法 倾斜长壁,俯斜开采,综放 一段采高 2.3m?0.1m 0.6m 98% 循环进度底分层回收率 二段采高 2.3m?0.1m 0.6m 98% 三段采高循环进度底分层回收率 45.7m 5.89 80% 放顶煤区段顶煤厚度顶煤回收率 102m+67m=169m 12.6 工作面长度一切眼二切眼采放比: 121453226 0.6 m 放煤步距循环产量、段()吨;段()吨 工作面生产系统示意图见附图3 二、回采工艺 (1)进刀方式 进刀方式中部斜切进刀 ,,,, 35--- 45 55--- 65 () 进刀段一切眼架架;二切眼架架可视顶板完整情况调整(2)回采工艺流程 1、煤机割煤、装煤?推伸缩梁?移架?煤机返刀至中部进刀?自中推溜及机尾(机头)?煤机割煤、装煤?推伸缩梁?移架?煤机返刀至中部进刀?自中推溜及机头(机尾)。 2、煤机上(下)行割煤、装煤?推伸缩梁?移架(不拉后部溜子),同时下段支架放煤?煤机割透上(下)缺口,返刀至中部进刀?自中向上(下)推溜移前部机尾(机头),同时拉下段后部溜子?煤机下(上)行割煤、装煤?推伸缩梁?移架(不拉后部溜子),同时下段支架放煤?煤机割透下(上)缺口,返刀至中部进刀?自中向下(上)推溜移前部机头(机尾),同时拉下段后部溜子?采放平行作业,一采一放为一个循环。 (3)回采工艺流程的逐项说明 8 A、交接班 交接班内容、事项 生产班之间向接班人员交待清楚本班设备运行和工作情况及应该记录的情况 生产班检修班之间生产班各设备出现的问题及检修需作的准备工作 B、拉移后部机尾(机头) 顺序操作工序操作要求 1 清理机头(机尾)浮煤把机头(机尾)周围浮煤清理干净 2 改单体保证拉槽宽度满足要求 拉槽时必须同支架工配合好,不可一次拉到位置, 3 拉后部机头(机尾) 拉槽架后及端头里严禁站人 4 打单体、回梁打单体回梁时必须逐棚作业,严格执行先打后回的原则 C、割煤(伞檐长度?1米;宽度?0.2 米) 顺序操作工序操作要求 1 打开喷雾、冷却水冷却和喷雾装置齐全,水压、流量符合规定 先发出开机信号,通知所有人员撤离到安全地点,采 2 启动采煤机 煤机附近无人和障碍物后方可开机 3 调好滚筒位置保证工作面采高,不留底,不留伞檐 经常注意顶底板、煤层、煤质变化和刮板输送机载荷情 4 割煤2m/min 况,随时调整牵引速度()和截割高度? D1、移架(割煤与移架之间的悬顶距离?1.5 米) 顺序操作工序操作要求 收伸缩梁,根据顶板煤质情况,不要一次收到位置;收侧护板时, 1 收伸缩梁、侧护板 侧护板正下严禁站人,并以相邻支架间不发生摩擦为准。 9 2 降柱使主顶梁略离顶板 3 移架移架要带压擦顶移架,并且做到快、匀、够、正、直、稳升柱、伸出伸缩梁、打开 4 升柱要做到紧、稳,伸缩梁顶住煤壁,侧护板紧靠下方支架 侧护板 D2、支架放煤 0.6 , 放煤方法逆向间隔两轮放煤放煤步距米一采一放 顺序操作工序操作要求 1 打开支架后喷雾检查喷头有无堵塞和丢失现象,喷雾效果必须良好 2 收插板严禁架后站人,收插板不可一次收完,控制好放煤量 3 摆动尾梁随时注意后部槽负载情况,发现超载立即停止放煤 4 关闭放煤口见白色岩末或矸石立即关闭放煤口 E1、返空刀 顺序操作工序操作要求 1 调整滚筒位置保证滚筒有适当的卧底量,保证把底板割平 2 返空刀时,牵引速度由小逐渐增大严禁一次加大到最高速度 3 停止采煤机停止采煤机必须停止牵引 关闭供水闸门,断开滚筒离合器及扳 4 检修时或长时间停机时,必须将下顺槽采煤机开关停电闭锁 开隔离刀闸 E2、上(下)端头护顶 顺序操作工序操作要求 16cmDZ2.5-25/100 严格执行敲帮问顶制度,采用半圆木配Φ 联网上料打单体 1 型单体进行支护 严禁使用失效单体、失效梁,打好单体后,系好防倒绳,棚距严 2 串梁,改单体 防超宽 10 л 3 串机头(机尾)型梁成对使用,及时前移顶紧煤壁 4 背顶用荆笆片或背木将顶板背严、背平,严禁超高,严禁空顶 F1、中部斜切进刀 顺序操作工序操作要求 ,55 1 煤机至机头返刀后下滚筒至架下滚筒完全切入煤壁 ,,,,3545 3545 2 推至架斜切段槽至架必须推成斜直 ,35 3 煤机重刀至机尾返空刀至架上滚筒完全切入煤壁 ,,3545 4 推至架斜切段槽斜切段槽推成一条直线 F2、拉溜 顺序操作工序操作要求 1 清理架后浮煤严禁在清煤时操作支架 U 2 检查各联接部件是否齐全可靠型销必须齐全,严禁单插 严禁从两头向中间拉,防止弓槽,溜子必须在运输 3 自上而下或自下而上拉溜 机空载情况下进行,拉成一条直线 4 拉溜完毕,手把复位防止继续动作将后部槽拉错口 G1、推溜 顺序操作工序操作要求 发现有杂物,必须及时清理,严格执行敲帮问顶制 1 检查机道内是否有杂物 度,严禁在空顶下作业 2 检查各联接部件是否齐全可靠防止千斤顶联接销脱落挤坏电缆 11 0.2各推移千斤顶要协调一致,保持平直,每次推, 3 推溜0.33 米,弯曲度不大于度 单体必须打成一条直线,顶板背实背严,严禁使用 4 打单体、护顶 失效单体,并系好防倒绳 G2、推移前部机头(机尾) 顺序操作工序操作要求 1 清理机头(机尾)浮煤把机头(机尾)周围浮煤清理干净 2 改单体保证拉槽宽度满足要求 拉槽时必须同支架工配合好,不可一次拉到位置,拉槽时架后 3 拉后部机头(机尾) 及端头里严禁站人 4 打单体、回梁打单体回梁时必须逐棚作业,严格执行先打后回原则 H、出班 工种准备工作出班达到的验收标准 1 采煤机顶、底板割平,不得丢伞檐煤,机身卫生打扫干净 2 支架支架必须移成一条直线,架前架后架间浮煤清理干净 40KN上下机头处使用好四对八根长梁支护,初撑力?,棚 3 端头支护 距不得超宽,单体打成一条直线,且系好防倒绳 10皮带机、运输机必须开空,卫生打扫干净,清理机头前后 4 机电工 米内的浮煤 (4)采煤机进刀图,见附图4 第二章 矿井地质工作 第一节 以往地质工作概况 本矿井以1956年3月《梁峪勘探区地质报告》及1979年5月《四矿 12 深部精查勘探地质报告》为依据,把矿井划分为三个水平:煤底板等高二1线-50m以上为一水平,于1974年采完结束;-50m至-250m为第二水平,目前主要有一采区、三采区、四采区和六采区生产;-250m至-450m为三水平,已有开拓巷道延深。此次修编将延深至龙宫井田的-450m至-650m水平可作为四矿后备储量基地的第四水平。 两个报告提交至1989年报告修编时的三十余年间共施工钻孔320个(见表1),其中水文观测孔3个,饮用及工业用水钻孔7个。从1989年以后一直没有再施工任何钻孔。 表1 各勘探队工程量表 施工单位 钻孔个数 钻孔进尺(m) 时 间 备 注 24 5007.15 1954~1956 127队 6 2982.2 1958 103队 33 1385.4 1957~1967 125队 257 94760.8 1958~1989 局地测处 其中补勘133个 320 104135.55 合 计 1989年7月修编的矿井地质报告已对前两个勘探报告作过详细评述,这次修编由于矿井边界由原来的-450m延深至-650m,所以新增钻孔11个,即红补1,24-3,26-3,26-5, 1304,1305,1504,1505,1507,1701,1901。其中前4个孔为125队六十年代所施工钻孔,红补1,26-3为?类孔,24-3, 26-5为?类孔;后7个孔为河南煤田地质勘探公司三队八十年代在龙宫勘探区施工的钻孔,1305孔位于-650m等高线之外。三队施工的钻孔测井(视电阻率、天然放射性、人工放射性)、测斜资料均有,除1304为?类孔外,其余均为?类孔。这次修编报告时作为计算深部煤炭储量的主要依据。前两个勘探报告和原修编的矿井地质报告所提供的地质、水文地质等资料基本满足了煤炭资源的合理开发和矿井的安全生产需要。 第二节 矿井范围内小煤矿开采情况 13 四矿范围内老窑开采历史悠久,数量甚多,但大部分集中在浅部地区,主要威胁一水平的矿井安全生产,随着矿井开采深度加大,老窑威胁基本不复存在。但据2001年5月15日的小煤矿调查资料,现在生产的小煤矿有15个,个别属无证开采,大部分有越界开采现象,给矿井的排水、通风、运输和安全生产带来巨大隐患,影响四矿煤层的正常开采(见表2)。 二1 表2 四矿井田范围内小煤矿开采情况调查 持证情况 矿井 越界开 供电 对大矿的威胁 备 注 名称 采情况 部门 采矿证 基建证 生产证 梁峪 该矿有证 不详 不详 不详 有水患 供电处 联办矿 没送到 1999.12 1999.4.28 梁峪 ~ ~ 不详 有水患 供电处 福兴矿 2002.12 2003.4.28 2000.6 1999.4.28 梨林头停一年后~ ~ 兴建煤不详 有水患 供电处 又重开 2003.4 2003.4.28 矿 李荒 有越界证到期,无 到期 到期 有水患 供电处 煤矿 开采 资源 持证情况 矿井 越界开供电 对大矿的威胁 备 注 名称 采情况 部门 采矿证 基建证 生产证 1.该矿边界距我矿红旗红卫 1999.12 1999.5.21 岭一号风井总回风巷煤矿 ~ ~ 不详 不足40m,一旦越界供电处 一号 2002.12 2002.5.21 开采会对我矿风井造井 成影响。 14 2.雨季水患威胁。 红卫 在四矿红 无证 无证 不详 影响不大 供电处 东井 旗岭供电 红卫 在四矿红 无证 无证 不详 影响不大 供电处 西井 旗岭供电 1.该矿井田边界距邢吕 该矿边界豫煤 寨村不足40m,其开距我矿四采乡证 1999.12 2000.1.21 采必定影响邢吕寨村区边界很近,大吕寨鹤字市电 ~ ~ 有越界 民房,会对我矿造成一旦越界开(1994)煤矿 业局 2002.12 2003.1.21 不安定因素。 采,很可能回第 2.水患影响四矿。 采我矿四采022号 区实体煤田。 1.该矿紧邻四矿边界,一1.四矿吕寨南岭1999.12 2001.3.8 吕寨 旦越界开采,会给我红旗岭煤矿与四矿~ ~ 南岭 有越界 矿带来无穷后患。 变电所 签有监督检2002.12 2002.2.8 煤矿 2.雨季水患威胁。 2.安阳查。 电业局 1999.12 1998.5.20 该矿往南开采影响 四矿红 该矿边界寨前 ~ ~ 有越界 张荒村,带来新的不 旗岭变临近我矿张东井 2002.12 2002.5.20 安定因素。 电所 荒广场。 15 持证情况 矿供 井越界开 电 采矿基建生产对大矿的威胁 备 注 名采情况 部 称 门 证 证 证 1.该矿北部边界距我矿西翼总 2000.2000.回风巷很近,一旦越界开采,四 永永发煤矿5 5.23 对我矿西翼总回风巷造成影矿 发与四矿签有~ ~ 有越界 响。 变 煤监督检查协2003.2005.2.该矿往南翼是王荒村,往东是电 矿 议。 5 5.23 矿区铁路,一旦越界开采,会所 造成新的不安全因素。 由于该矿 1.王荒煤矿与越界开采造四 四矿签有 成了我矿主矿 豫煤 书。 要大巷、猴车吕 1999.2001.乡证 2.该矿在99王道、管子道严寨 12 2.23 鹤字 该矿井田边界与我矿主要运年11月份荒重失修,底北 ~ (199~ 输、通风巷道很近, 其越界开对其越界煤鼓、片帮、冒风 2002.2004.4)第 采,会带来巨大后患。 巷道在边矿 顶时有发生,井 12 0182.23 界位置已 巷道压力明变 号 打密闭。目显增加,严重电 前该矿在影响了我矿所 界内生产。 安全生产。 1.由于该矿破坏了一、四矿煤 1999.1998.杏柱,造成一矿老空水经该矿大 由于该矿越12 11.6 树量涌入四矿。 供 杏树岭矿与界开采,破坏~ ~ 岭2.该矿边界为四矿工业广场一电 四矿签有监 了一、四矿煤2002.2001.煤角,一旦越界开采,给四矿带处 督检查协议。 柱。 12 11.5 矿 来无穷后患,就是在界内回 采,也已影响我矿工业广场。 16 持证情况 矿供越界开 井电基对大矿的威胁 备 注 采矿生产名部采情况 建称 门 证 证 证 1.该矿南部越界开采,将 一、四矿1.该矿往南部越界开煤柱破坏后,造成一、四矿采空区采,将一、四矿矿界相通,一矿闭坑后,我矿井下水量 1.苹果园煤矿往四3煤柱蚕食殆尽,造明显增加,约120m/h,给我矿排 矿赵荒煤柱内成一、四矿采空区水工作造成了巨大压力。2.由于施工的巷道,从1. 相通。2.该矿98年该矿在我矿赵荒风井煤柱内大98年9月15日在我矿赵荒风井量布置巷道,导致地面下沉,使我供 在巷口打密闭,郝煤柱内大量布置矿对风机房、主扇基础及井筒进电 后没再进入。 1999. 2000. 荒巷道,引起了煤柱行了加固,直接影响了我矿的安处 2. 苹果园煤矿北12 5.15 苹 稳定性差,导致地全生产。3.由于该矿南翼越界开 巷下山越界巷 ~ ~ 果2. 面下沉,赵荒风机采,给我矿南翼工作面布置造成道和南翼越界2002. 2003. 园房及主扇基础严了很大困难,其采掘范围、工作面市 巷道均在200112 5.15 煤重变形。3.南翼越储量、采掘接替都将毫无保证,电 年4月份巷口进矿 界开采向我矿二探放水工作将不可避免地进行,业 行密闭,后经检 水平五采区深入,势必会造成我矿经济效益下降。局 查没再进入。目给我矿布置工作4. 由于该矿在北翼大量布置巷 前在边界内生面造成很大困难。 道,势必将来会导致我矿-250运产。 4.该矿又在北翼界外输石门及-250主皮带两条大巷大量布置巷道。 压垮,给我矿的安全生产造成严 重威胁。 1.郝荒矿与四矿1. 供 由于97年该矿越1.由于该矿越界开采,使我矿大1999. 2001. 签有协议。2.该郝电 界在我矿主要大巷巷多次复修,严重影响了我矿安12 3.8 处 矿在97年8月荒 上部进行采掘活动,全生产。2.一矿闭坑后,大量老空~ ~ 份在边界处打2. 煤市 造成我矿管子道、猴水涌入该矿,一部分该矿排上地2002. 2005. 上密闭,没再进电 矿 车道严重破坏。 面,一部分流入我矿。 12 10.1 业 入。 局 17 第三节 矿井地质和矿井水文地质工作 四矿1989年修编矿井地质报告以来,随着开拓和采掘工程的进展,原始地质资料及矿井水文地质资料的收集、编录、整理和分析研究工作从未间断。 矿井采掘过程中发现,井田内构造比较复杂,特别是小断层甚为发育,在原来的深部勘探地质报告中仅叙述了落差大于20m的断层23条由钻孔控制。至1989年修编矿井地质报告时,落差大于5m的断层累计为42条。这次修编报告统计断层落差大于5m的共计54条,而落差小于5m者不计其数。如2116工作面采掘揭露大小断层共计28条,其中新揭露断层25条,落差?5m者3条,?3m者5条,?1m者10条,这些断层的存在无疑给矿井正常采掘和安全生产带来了很大困难,这在勘探阶段是始料未及的。由于各种因素的存在,自1989年以来四矿从未施工过任何地面勘探钻孔,完全靠原有资料、井下采掘资料以及井下地质钻孔进行补充勘探,该资料原始记录相对完备。煤层厚度基本稳定,变化不大,为3.20~10.29m,平均7.77m,由于大多数断层落差小于煤层厚度,且均属正断层,所以在遇到断层时地质人员一般都能做出正确的判断。 在矿井生产过程中,技术人员随时根据地面钻探、井巷揭露的地质构造和煤层发育特征,对原有的地质剖面图、煤层底板等高线及储量计算图、采掘工程平面图等图件进行及时修改,对矿井一水平、二水平、井筒及其它涌水量和三个水文观测孔长期坚持水文地质观测。 瓦斯抽放和瓦斯监测工作与煤矿安全生产息息相关。随着采掘工程的推进,瓦斯抽放和瓦斯监测工作从未间断,且均有年度瓦斯鉴定报告。由于四矿严抓瓦斯,使之1979年以后从未发生瓦斯事故。 储量管理也是日常的矿井管理工作之一。根据规定,每季度将动用储量、实际采出量及损失量数据申报上级主管部门,并分析煤炭损失量产生的原因,采取必要措施,以提高回采率。储量计算采用地质块段法,计算结果比较准确可靠。 第四节 对原地质报告的 一(梁峪勘探区地质报告 鹤壁四矿是在原中南煤田地质局127勘探队1956年3月提交的《梁峪勘探区地质报告》基础上,由武汉煤矿设计院设计,1957年3月动工,1960年11月建成投产的,设计生产能力为45万吨/年。其井田范围,东以设计技术边界线为界,南以F断层为界与一矿相邻,西以F断层和煤露头线为界,北以F断二27301 2层为界,面积4.84 km,批准工业储量(A+B+C)5794.8万吨,其中煤3643.8二1 12万吨,和煤2151.0万吨。梁峪勘探区选用全取心钻探为主的勘探方法,一一21 在本井田内共施工钻孔24个,线距400~1000m,孔距400~750m,以钻孔间距不大于750m获得A级储量,不大于1500m获得B级储量,岩心采取率高达81.3%~85%,钻孔弯曲度规定允许倾斜度不大于6?,采用保林科夫测斜仪进行测斜,孔斜度0?~4?之间,并用电测井法自然电位确定,控制见煤深度及煤层 18 12厚度。钻孔封孔质量煤、煤、煤均封于煤层底板5~10m,经开采验证一一二121 质量可靠,梁4、梁6、梁18孔进行了抽水试验。该报告主要结论如下: 1(煤(大煤)厚度5.5~6.81m,平均6.25m,均可采,厚度沿走向及倾二1 :10向方面的变化不超过1m,产状变化不大,走向多为NW~55?,倾向NE,倾角10?~25?,总体呈一单斜构造。煤层结构一般仅含夹矸一层,厚0.11~0.54m,个别孔含夹矸2层,如梁4孔。煤中夹矸厚度虽稍有变化,但层位稳定,故煤二1应属结构稳定之厚煤层。 1煤(下夹下煤或八煤)厚度0.29~2.23m,一般含夹矸一层,厚0.08~0.12m,一1 夹矸位于煤层中上部,上煤分层厚0.74~1.35m,下煤分层厚0.62~1.35m。储量 2计算区内煤厚2.08~2.28m,均可采,属稳定煤层;煤(下夹中煤或七煤)厚一1 度0.05~0.56m,走向、倾向均有变化,不可采,有一定规律可循,属结构简单之 2较稳定煤层;煤(下夹上煤或六煤)厚度0.6~0.88m,走向、倾向变化不超一2 过0.2m,属结构简单之稳定煤层。 2(确定了煤质牌号及煤的工业利用价值,分析了煤中有害组分及含量,对煤的技术性能作了工业及半工业规模的试验(见表3),煤(大煤)为特低硫二1 低~中灰瘦煤,一煤组为富硫贫煤,灰分较高。 表3 梁峪井田煤煤质分析表 二1 V MASdafaddt.d工 业 分 析 0.84~2.94 9.70~25.43 13.95~18.27 0.26~0.57 C H N O 元 素 分 析 88.29~91.16 4.12~4.17 1.49~1.77 2.93~4.59 XY曲线类型 mm mm 胶质层 测 定 11~28 0~12 平滑下降 3(查明了煤层厚度、埋藏深度、分布面积及煤层结构。 4(基本查明了本井田地质构造的发育程度、性质和特征及对煤层破坏程度和开采程度的影响。 5(井田内含水层共8层,其中除C石灰岩岩溶裂隙水较大外,其余各含2+3 水层含水性均小。井田内除第四系黄土、砾石层之下地下水为潜水外,其余岩层中含水层均为承压水。 梁峪井田(一水平-50m)1974年已开采结束。报告提供的地质资料经生产 19 实践检验基本满足设计及生产部门的需要。 二(四矿深部精查勘探地质报告 鹤壁四矿深部区原属红旗勘探区,在此精查勘探之前,自1957~1958年间,共施工钻孔112个,总进尺54000.9m。其中中南煤田地质局125队于1966~1967年间施工钻孔24个,采用岩屑录井,局部取心、配合测井工作,井斜测量每50m一个测点,质量较好,该部分钻孔见煤点可靠,但在煤岩层对比确定构造方面不尽可靠(如29-3孔,原对比图中有落差50~60m的断层通过,但巷道揭露并不存在),而且原始资料大部分遗失。由于125队1967年提出的红旗勘探区总结报告中未对勘探程度进行评价,且未经上级批准。所以,局地测处对其勘探程度初步评价为:高于找矿,接近详查;103队于1958年施工钻孔6个,采用无岩心钻进,且无测井和测斜资料,不但煤岩层对比不可靠,连见煤点位置亦只能做参考。局地测处1965~1975年施工钻孔82个,均系生产补充勘探钻孔,质量较差,大部分未取煤心,岩层取心亦少,煤岩层对比困难,仅具参考价值。 1975年年底鹤壁矿务局地测处提出《鹤壁四矿深部精查地质勘探设计报告》,1976年2月河南省煤管局下达了批文,同年3月开始施工,至1977年4月钻探工程全部竣工,这次精查勘探施工钻孔12个,进尺6551.9m,山西组以上采用分段取心,山西组、太原组、本溪组及奥陶系采用全取心。地球物理测井包括1:500的视电阻率、自然电位、人工放射性和天然放射性四条曲线,并依此作为依据划分全孔岩层剖面。对可采煤层选测1:50的视电阻率和人工放射性曲线,并依此作为煤层定厚曲线。孔斜测量中,测点间距20m,施工钻孔均作了孔斜换算求出煤底坐标及高程。钻探、测井质量尚可,煤岩对比、煤层定性定厚解释基本可靠。 1至此,四矿深部区累计施工钻孔124个,终孔煤底的钻孔110个,煤一二11底钻孔8个,奥陶系灰岩钻孔4个。 局地测处于1979年5月在《梁峪勘探区地质报告》及四矿自1960年投产后多年生产实践经验基础上,提交了《四矿深部精查勘探地质报告》。其井田范围为:东以断层与二矿深部相邻;南以技术边界与一矿相邻,西以F断层与红711 2九矿相邻;北至煤-450m底板等高线,井田面积扩大了6.7km。该报告主要二1 结论如下: 1(控制了本井田落差大于20m的大中型断层23条。 2(确立了本井田主要褶曲的组合规律和地层产状变化规律及对生产的影响程度。 3(圈定的高级储量可靠,新增地质储量9568.3万吨,其中煤7468.3万二1吨。 4(明确了本井田褶曲、断层、陷落柱同时存在。 5(将原勘探报告中的矿井勘探类型由原来的二类一型变更为:断层以西红5属三类一型,以东属二类一型。 20 三(原修编矿井地质报告 1989年4月,四矿地质测量科与郑州煤田职工地质学院合作,对原精查地质报告及近30年矿井生产的实际资料进行总结,归纳整理,对原报告的图件及文字进行了修编,于1989年7月提交了《鹤壁矿务局四矿矿井地质报告》,并通过了鹤壁矿务局组织的验收。 该报告对《梁峪勘探区地质报告》和《四矿深部精查勘探地质报告》进行了系统总结,并汇总了矿井生产过程中揭露的大量实际资料,得出了7个方面的结论。其中最大的不同是将原勘探和生产阶段划分的勘探类型不分区域,统一确定为三类一型。这些成果经十多年的生产实践检验基本正确,但也存在以下几方面的问题: (报告中地质构造部分所述陷落柱发育,已被采掘工程揭露的25个,钻孔1 揭露1个,共计26个,但在最近十多年的生产过程中没再发现。至今,二水平大面积已被揭露,说明陷落柱的存在仅限于4?号背斜两翼,随着矿井开采向深部延伸,陷落柱已不复存在。也就是说,陷落柱的发育仅限于-240皮带运输巷之西南一方。 2(矿井涌水量计算部分未做任何变动,仅将原精查勘探地质报告,-450水平中CL和CL含水层的矿井涌水量预计进行了收录,而-250水平的矿井涌水3832 量预计只字未提。 3(井田内小构造,特别是采掘揭露落差小于5m的断层发育情况几乎未做评述。构造纲要图上褶皱编号与文字描述部分不符。 4(矿井瓦斯涌出量预测部分也未做任何变动,仅仅将原精查勘探地质报告中的公式加以套用,对-450水平瓦斯相对涌出量作了简单计算。报告中提到当时收集了1977~1998年108个月的矿井瓦斯涌出量资料,在预测中实际上未能加以充分利用。 5(个别数据不全,统计有误。如断层特征统计表中所列断层落差及控制长度与图上标注不一致,许多断层没有注明产状特征,图上也无编号等等;再如二1煤最小厚度5.5m,而实际情况是476-9孔为3.20m,476-12孔4.63m ,470-14孔4.20m,475-9孔4.59m等。 21 第六章 储量计算 四矿井田范围参与储量计算的煤层,在勘探阶段和1989年修编矿井地质报 21告时,包括、和共三个煤层。由于本井田仅开采煤,且-450m~-650m一一二二2111 煤。一煤组水平对一煤组有控制的钻孔数量极少,所以本次储量计算仅针对二1的储量仍采用1989年修编报告时的数据,也不包括二、四矿边界变更后二矿划归四矿部分的一煤组储量。-450m~-650m水平煤的储量,因达不到控制C级二1 储量的最大勘探线距,故统一归入D级储量。 第一节 储量计算范围及工业指标 四矿井田的边界范围已经过多次变更,本次计算在1989年基础上增加有二矿划归四矿的煤和-450m~-650m水平的煤两部分。即现在的井田范围:东二二11 部以四矿与贺驼矿划定的井田边界线和红断层为界;南部及东南部以一、四矿11 和二、四矿划定的技术边界线为界;西以F断层为界;北以龙宫井田煤底板二71等高线-650m水平为界。 目前,矿井生产水平主要为二水平,且基本上已被采掘工程所圈定,储量已 m~-650m等高线。 进入三量,故本次储量计算主要为-250 井田深部水平,依钻孔资料,煤厚度3.20~10.29m,平均厚度7.77m,均二1 大于最低可采厚度,灰分小于40%,夹矸厚度大于0.05m的剔除,最低发热量不小于3000大卡/千克。 第二节 储量级别及储量块段的划分 四矿为地质构造和水文地质条件复杂型矿井,按照生产矿井储量管理规程,在大中型断层两侧外推30~50m定为C级储量,矿界煤柱定为C级储量。因-450m~-650m水平勘探线距达不到控制C级储量的要求,故定为D级储量。储量级别与勘探工程基本线距为A级小于250m,B级250m,C级250~500m,-450m~-650m水平属D级。 钻孔见煤点质量评定以1989年报告结论为依据,一、二类点参与高级储量计算,三类点参与C级和D级储量计算,废点不作储量计算依据,穿断层的见煤点不参与储量计算。-450m~-650m水平新增加的6个钻孔属八十年代河南省煤田地质三队施工,质量较高,但因间距过大,直接参与D级的储量计算。 储量计算采用地质块段法,块段边界线划分综合考虑井田边界线、巷道边界线、采区边界线、煤柱边界线、断层边界线以及煤厚产状变化等因素。 第三节 储量计算参数的确定 22 一(面积的确定 各计算块段的面积,在1:5000煤底板等高线与储量计算图上,用求积二1 仪求出,各块段使用3次,直到其误差在允许范围内为止;-450m~-650m水平的面积用计算机直接求得。当块段内煤层平均倾角小于15?时,面积不用换算;当平均倾角大于15?时,要换算成斜面积进行计算。 二(煤层厚度的确定 块段的煤厚值,采用块段内各见煤工程点煤厚平均值,与已采或采掘工程揭露区相邻的块段,揭露的煤厚值选取适当的点参与计算。煤层中夹矸厚度大于0.05m时,在煤层厚度计算中扣除夹矸厚度。 三(煤层倾角的确定 各块段内的煤层倾角,在1:5000煤底板等高线与储量计算图上,用图解二1 法求出。 四(容重的确定 3321 煤的容重按原测定数据1.40 t/m计算。和分别为1.36 t/m和1.41 一一二121 3t/m。 第四节 储量计算结果 截止2001年年底,四矿井田范围内煤储量计算结果为: 二1 高级储量(A+B级):5493.2万吨 工业储量(A+B+C级):9408.7万吨 远景储量(D级):3592.9万吨 地质储量(A+B+C+D级):13001.6万吨 21和煤储量仍采用1989年报告中的数据(不包括二矿划归四矿和一一21 -450m~-650m水平范围内的煤层)。 为便于了解-450m~-650m水平的储量概况和原井田范围内的储量现状,将储量计算结果分别列于表17和表18。 表17 -450m~-650m水平的储量计算结果 23 平均 煤层 面积 容重 储量 计算范围 煤厚 备 注 23(m) (t/m) 名称 (万吨) (m) 分支断含红5红~F断层 57 966973.25 7.57 1.40 1024.8 二层之间面积1及图纸边界 22879.75m 各块段煤层 平均倾角小红~贺驼矿 5于15?,所 2345683.00 6.90 1.40 2265.9 二1煤柱边界 以煤层面积 均按平面积贺驼矿煤柱计算,储量贺驼矿煤柱 二325084.5 6.64 1.40 302.2 整体为422.61级别均为D-450m以下 万吨 级。 3592.9 二合计 1 表18 原井田范围内储量计算结果汇总表 能利用储量(万吨) 可采储量(万吨) 水平煤层 设 煤 其中: 名称名称 计 其中 暂不能开采储量 A+B 及标或编 损 计 种 +C+D 其中:“三高 号 失 A+B+C D A+B 小计 下”压煤 14187.8 12688.3 1499.5 5493.2 7310.1 5378.2 2597.2 2387.7 小计 二SM 9408.7 9408.7 0 5493.2 4030.5 5378.2 2597.2 2387.7 1 合计 2 PM 1181.0 794.7 386.3 0 794.7 0 0 0 一2 1PM 3598.1 2484.9 1113.2 0 2484.9 0 0 0 一1 503.9 503.9 0 503.9 503.9 0 0 0 小计 报废 -50 二SM 503.9 503.9 0 503.9 503.9 0 0 0 1 3107.3 3107.3 0 2716.3 1219.9 1887.4 704.1 794.6 小计 生产 -250 二SM 3107.3 3107.3 0 2716.3 1219.9 1887.4 704.1 794.6 1 10576.6 9077.1 1499.5 2273.0 5586.3 3490.8 1893.1 1893.1 小计 深部 -450 二SM 5797.5 5797.5 0 2273.0 2306.7 3490.8 1893.1 1893.1 1 24 2 PM 1181.0 794.7 386.3 0 794.7 0 0 0 一2 1PM 3598.1 2484.9 1113.2 0 2484.9 0 0 0 一1 第五节 矿井服务年限 截止2001年底,四矿累计采出煤量2853.6万吨,煤现有地质储量13001.6二1 万吨,可采储量5378.2万吨,扣除暂不能开采的“三下”压煤2387.7万吨和井巷煤柱209.5万吨,尚有可采储量2781.0万吨。按1993年矿井改扩建后核定的生产能力90万吨/年计算,其矿井服务年限为30.9年;若按2001年实际生产能力157.3万吨计算,矿井服务年限仅有17.7年,所以加强四矿煤炭储量后备基地的建设很有必要。 四章 矿井水文地质 第一节 区域水文地质概况 鹤壁矿区地形西高东低,大致可分成三个带,井田西部属太行山东部支 脉,海拔高度为+550m,纵贯南北为矿区各水系的主分水岭;井田区为丘岭 地形,西连山脉,东接平原,为过渡地带,海拔+187~287m;再向东20km 外为豫北平原。 井田靠近太行山东麓主分水岭,为河谷起源地,河流均系侵蚀而成,流 向东或东南,与地形的倾斜方向相吻合,河流向东均注入卫河水系。 流经本井田的河流有羑河(鹤壁河),洪水水位标高一般为 +199.7~+200m,最高水位为+201~+201.8m,干旱季节流量最小,一般为 330.001m/s,多雨季节流量最大,为35.88 m/s,正常情况下,矿井排入河流 25 3中的水量为0.023 m/s。荒河洪水水位标高一般为+201.3~+216.3m,最高水 3位为+202.3~+217.3m,干旱季节一般流量为0.0001m/s,多雨季节最大流量 33为19.9 m/s,矿井排入该河流中的水量一般为0.05 m/s。 这些河流不管其流量大小,一般均为间歇性河流,雨季期间,水往上涨,干旱季节,均呈干河沟或滞水坑。井田内尚有季节性小泉、小溪和小型水库。 第二节 矿井充水因素 一(含水层 井田内较稳定的含水层有8个(见表6)。在这8个含水层中,第三系砾岩孔隙裂隙含水层仅在矿区内的部分沟谷顶部及斜坡上出露,受水面积小,含水量一般不大。石炭系砂岩裂隙含水层和二叠系石盒子组砂岩裂隙含水层缺乏补给来源,裂隙不甚发育,含水量不大。较重要的有第?含水 表6 四矿井田含水层情况表 含 水 代 层含水层名称 备注 号 编 号 ? O奥陶系中统马家沟组碳酸盐岩,岩溶裂隙含水 26 层 2 C 2煤一32? 石炭系上统太原组二层灰岩,岩溶裂隙含水层 L顶板 2 ? 石炭系上统太原组砂岩裂隙含水层 C 3 ? 石炭系上统太原组八层灰岩,岩溶裂隙含水层 L 8 S二煤老1? 二叠系下统山西组九层砂岩裂隙含水层 底 9 S 二煤老1? 二叠系下统山西组十层砂岩裂隙含水层 1 顶 0 ? 二叠系石盒子组砂岩裂隙含水层 ? 第三系砾岩孔隙裂隙含水层 层(O),第?含水层(CL),第?含水层(CL),第?含水层(S)和第232389?含水层(S),现分述如下: 10 27 1(奥陶系中统马家沟组碳酸盐岩岩溶裂隙含水层(O) 2 本含水层由深灰~灰色厚层状石灰岩,下部为白云质灰岩及泥灰岩所组成,层厚400m左右,为煤系地层之基底,岩溶裂隙发育。矿区西部广泛出露地表组成低山地形,沟谷发育,有利于大气降水的补给和地下径流的聚集,是矿区的主要含水层。 本含水层岩溶裂隙发育,不仅在地表露头可以观测到,而且从井田内施工的钻孔中同样可得到证实。1968年施工的2号沉淀池水源孔,孔深482.7m, 73在O进尺20m见一溶洞1.2m,最初涌水量Q=200m/h,6个月后稳定涌2max 333水量Q=80 m/h,5年后涌水量Q=120 m/h,目前正常涌水量Q=80 m/h。1977 5年在-30水平施工的水源孔,孔深676.5m,终孔在O,因溶洞所致(钻具2 33空穿2.5m),最初涌水量Q=250m/h,稳定后涌水量Q=160m/h。槐树岭max 煤矿井筒延伸至CL时,由于断层的影响,使得CL和 O 相接,涌水量32322 3达500 m/h,经水质化验,证明所涌出的水含有该含水层的混合水。1988年 33在工人村施工的水源孔,孔深550.9m,终孔为O,涌水量Q=35m/h,2max 3正常涌水量Q=30m/h。与本矿相邻的一矿,1971年5月在南翼+54石门石炭系二层灰岩的放水试验中,由于放水块段的CL与F断层上升盘中O3242灰岩含水层相接触,故放水开始15分钟后发现与其相距1260m和1400m的71-2和13-2奥灰水文观测孔,其水位均发生明显下降,所有这些都说明含水层岩溶裂隙发育,连通性好。 本含水层中的岩溶裂隙含水丰富,由于河谷深切,当其下切深度到达其岩溶发育带时,则本含水层中的水常以上升泉涌出。如矿区北部善应河谷的小南海泉群,南部淇河河谷的许家沟泉群等,泉水出露标高介于+121~+137m 28 之间,相当于当地现在的侵蚀基准面标高。 12本含水层上距煤29~55m,平均45m;距煤一般为39~65m,平均一一21 1255m。由于断层的影响,往往缩短了本含水层与煤、煤之间的距离,一一21 破坏了岩层的完整性,在矿压、水压等其它条件作用下,容易涌入矿井,从 12而使本含水层对开采煤和煤构成严重威胁。本含水层上距煤一一二211 160~180m,一般在煤开采深度不大的情况下对其威胁较小,但当有较大二1 的断层或其它因素存在,导致含水层与煤的层间距缩短时,应引起高度二1 重视。 本井田内,1956年127勘探队于梁18孔作抽水试验,结果表明,涌水量Q=0.047~0.064L/s,平均0.055 L/s,单位涌水量q=0.018~0.019 L/s.m,平均0.0187 L/s.m,渗透系数k=0.007m/d,与整个矿区相比数值偏低。邻近一、九矿本含水层抽水试验较多,其结果为q=0.0177~4.948 L/s.m,k=0.0238~9.230m/d。 水质分析及邻近矿井资料证明,本含水层中的水矿化度一般小于1.26mg/L,pH=6.4~8.3,水质类型主要为重碳酸钙镁型水,是本区内生活和工业用水的主要供水水源。 2(石炭系上统太原组二层灰岩岩溶裂隙含水层(CL) 32 本含水层岩性为灰~深灰色中厚层状石灰岩,厚2.85~11.73m,平均6.2m, 2为煤直接顶板,岩溶裂隙发育,含水丰富。矿区西部有少量露头接受大一2 气降水和地表水的补给,补给条件不甚好,一般情况下易疏干。当有断层存在使其与第?含水层相接触,并接受其补给时,涌水量会明显增加。 29 本井田该含水层的水源孔有3个,1966年在喂煤机硐室中施工一个CL32 323水源孔,涌水量Q=204m/h,水压为20kg/cm,稳定后涌水量Q=150 m/h, 2水头压力为18 kg/cm。1988年在工业广场内施工一CL水文观测孔,水位32 在+125~+128m。 21本含水层为煤之直接顶板,下距煤只有7.5m,当有构造破坏或一一21 1其它因素使其与O含水层沟通时,很容易涌入矿井,从而形成对开采煤、一212煤的严重威胁。上距煤125~152.3m,平均135m,当无大断层或其它一二21 因素影响时,对开采煤影响不大。 二1 3据井田内12个涌水钻孔的统计,其漏失量均在1~21m/h。梁6孔抽水试验结果表明,本含水层涌水量Q=0.347~0.73L/s,平均0.62 L/s,单位涌水量q=0.1~0.106 L/s.m,平均0.104 L/s.m。水质分析结果表明,其矿化度m=0.35~1.011g/L,一般小于0.5g/L,pH=7.3~8.2,属重碳酸硫酸钙镁型水,因其矿化度较高,HS含量较大,只能作为工业用水。 2 3(石炭系上统太原组八层灰岩岩溶裂隙含水层(CL) 38 本含水层为灰色石灰岩,微晶质结构,质地较纯,含蜓科及海百合茎化石,岩溶裂隙发育,厚度为3.5~7.66m,平均4.4m。 在矿井生产中,揭露本含水层的突水点有20多处,其中钻孔突水1次, 3突水量72m/h,其余的均为岩溶裂隙或断层裂隙突水,突水量介于0.6~84 3m/h之间,1971年11月在主下山掘进过程中,揭露一个CL溶洞,直径38 30.08m,突水量30 m/h。1972年1月,在主下山掘进时又揭露一溶洞,直径 30.32m,突水量达84 m/h,由此造成了主下山被淹的沉痛教训,其底板积水, 30 一年后才疏干。 本含水层上距煤19.13~53m,平均44m,由西向东层间距由大变小,二1 下距第?含水层(O)120~140m,区内补给条件不好,目前二水平已基本2 被疏干,故对煤的开采影响不大。但当遇到断层或巷道直接揭露时会造二1 成短期淋水,成为巷道涌水的一种来源。 4号钻孔抽水试验结果表明,本含水层单位涌水量q=0.179L/s.m,渗透 3系数k=3.446m/d,涌水量Q=0.38m/s,矿化度m=0.641~0.894g/L,pH=8.4,属重碳酸硫酸钙镁型水。 4(二叠系下统山西组九层砂岩裂隙含水层(S) 9 本含水层为浅灰~灰色细~中粒石英砂岩,厚度为1~11m,平均6m,裂隙发育,为煤老底,上距煤平均厚约7m,其底板作为二叠系山西组二二11 与石炭系太原组之分界。 3本含水层共发生突水4次,其中因钻孔突水1次,突水量为0.6 m/h, 3其余为断层裂隙突水,突水量3~10.2 m/h。因其含水量和突水量都不大,补给来源不足,故对煤的开采影响不大。 二1 5(二叠系下统山西组十层砂岩裂隙含水层(S) 10 本含水层为灰色中粗粒长石石英砂岩,裂隙较发育,厚度6~15m,平均9m,下距煤3~16m,平均厚约12m,为煤之老顶。在矿井生产过程二二11 3中,揭露本含水层突水5次,其中顶板淋水1次,水量为3 m/h;断层裂隙 3突水4次,突水量为4.2~6 m/h,因其含水量和突水量都不大,补给来源不足,主要表现为顶板淋水现象,故对煤的开采影响不大。 二1 31 6(第三系砾岩含水层 本含水层覆盖于煤系地层之上,平均厚度40m,含孔隙水和裂隙承压水,在部分沟谷顶部及斜坡上出露,直接接受大气降水的补给,受水面积小,含 煤顶板300余米,对其开采水量不大,是井筒淋水的主要来源。其下距二1 影响不大,可作为小型民用水源。 二(隔水层 各含水层之间,均有相对隔水层,现分述如下: 1(本溪组和石炭系上统太原组底部隔水层 本组由浅灰~灰色砂质泥岩、鲕状铝土质泥岩、细~粗粒砂岩及石灰岩组成。石灰岩为深灰色,有1~4层,泥岩含黄铁矿结核,下部岩层偶见山西式肾状赤铁矿,致密,裂隙不发育。本层厚度较稳定,一般为14.04~40.6m,平均厚约25m,是阻隔奥灰水与上部含水层相联系的良好隔水层。 2(石炭系上统太原组下部隔水层 本层由细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩、石灰岩(1~5层)及煤层组成。砂质泥岩和泥岩多呈致密块状。本层厚约30m,是阻隔CL与上部含水层相32 联系的隔水层。 3(石炭系上统太原组中部隔水层 本层由灰岩、泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩及煤线组成。灰岩多为灰色,泥岩多为灰黑色,致密,裂隙不发育。本层厚约50m,是阻隔CL与下部38 32 含水层相联系的隔水层。 4(石炭系上统太原组上部隔水层 本层由砂质泥岩及CL灰岩组成。砂质泥岩多为灰黑色,致密,裂隙39 不发育。本层厚约20m,是阻隔S与下部含水层相联系的隔水层。 9 5(煤段隔水层 二1 本层由灰黑色砂质泥岩、泥岩和煤组成。泥岩中富含植物化石碎片,二1 砂质泥岩中富含白云母碎片,致密,裂隙不发育。本层厚15m,是阻隔S9与S含水层发生水力联系的隔水层。 10 6(S砂岩上部隔水层 10 本层由S顶面至第?含水层下部之间的泥岩、砂质泥岩及砂岩组成。10 厚170m,裂隙不发育,是阻隔上部含水层向矿井充水的隔水层。 7(第三系砾岩下部隔水层 本层从第三系砾岩底至第?含水层顶面。由泥岩、砂质泥岩、铝土质泥岩及砂岩组成,裂隙不发育,厚约300m,是阻隔第?含水层向矿井充水的隔水层。 三(断层导水性 井田内的断层大都为压扭性高角度正断层,对于大中型断层其结构面大多可见断层泥,井下较大的突水点除直接揭露含水层外,一般与断层关系不 3大。在生产过程中,即使是断层出水,其涌水量也不很大,一般为0.6~12m/h, 33 并且很快疏干。如F断层,其落差大于100m,位于井田西部边界,但其导7 水性差,一般不会发生突水现象,被认定是井田西部的隔水边界。 但是,并不是所有的断层都不导水。如红断层,落差大于100m,位于5 井田中部,因其处于背斜的轴部,裂隙相对发育,由于力学条件的变化,使其表现为导水断层。西翼皮带巷在掘进过程中揭露红断层,便发生突水。5 31980年5月断层导水,涌水量达49.8m/h。1980年6~8月份,该断层3次 333将CL含水层的水导出,涌水量分别为34.8 m/h、12 m/h和55.2 m/h,到38 3目前为止,该巷道仍有出水点存在,总涌水量约70 m/h。 另一方面,在矿井开采过程中,由于矿压、水压等其它因素的影响,会使断层的导水性有明显的改变。如西翼皮带巷,1980年5月在掘进过程中, 33因断层影响揭露CL灰岩出水,涌水量为23 m/h,数月后稳定在10 m/h。35 331984年8月7日,涌水量突然增大至100 m/h,三天后稳定在20~25 m/h, 310月14日又增至65~75 m/h,轨道底鼓变形0.2~0.5m,顶压、侧压日趋严重。 总之,除个别断层(如红断层)外,井田内已揭露的断层大部分突水5 性和导水性较差,对矿井的正常生产影响不大。 四(小煤矿和采空区积水 目前,在四矿浅部有15对小煤矿星罗棋布,其开采深度、开采范围及排水能力不详。许多直接排入四矿的浅部采空区,对矿井的安全生产构成很大威胁。如赫荒煤矿和杏树岭煤矿由于越界开采,破坏煤柱,不仅使本矿水 34 量进入四矿,而且造成闭坑后一矿的老空水经该矿流入四矿。有些小煤矿由于越界开采,破坏煤柱,使得四矿回风巷、运输巷、风机房产生严重变形,造成很大隐患。详细情况见前述小煤矿情况调查表(表2)。 另外,四矿浅部采空区积水严重,与之相邻的一矿已经报废,由于其主 12采煤层有和煤,CL作为其顶板,含水量较丰富,且一、四矿矿界隔一一3221 离煤柱已遭破坏,对以后四矿的安全生产有很大影响。四矿北部的九矿、建设矿都发生过O灰岩含水层突水淹井事故,造成严重后果,这一点应引起2 足够重视。 第三节 矿井历年突水概况 3四矿自投产以来,记录的井下突水事件共有41次。突水量大于10 m/h 33的有21次,大于30 m/h的16次,大于50 m/h的9次,其中比较大的事件有2次。1972年1月,主下山在-211m掘进过程中揭露CL灰岩溶洞,直38 3径0.32m,造成突水,突水量达84 m/h,造成主下山被淹,底板积水一年后才疏干,后续水量至1990年7月被自然疏干;1989年8月31日,因动压影响,-250硐室变形,底鼓严重,使底板裂隙与CL灰岩含水层相沟通,突32 3水量达300m/h,排水泵无法正常运转,造成了淹井事故,全矿被迫停产, 3造成了严重损失,该硐室水量至1990年7月稳定在120 m/h,1997年8月20日采取了封堵措施。 1989年以来,矿井发生中小型突水2次。1995年1月5日,-45运输巷、 35 3猴车道-131m、猴车道-141m均发生过巷道帮突水,突水量分别为30 m/h、 3335 m/h和64.9 m/h。-45运输巷已于1997年12月25日自然疏干。1997年 310月25日,猴车道-146m发生左帮水沟突水,突水量为60 m/h。这两次突水水源均来自老空区,也是目前矿井水的主要来源。 上述突水点大多数已被陆续疏干,目前的突水点仅有7个,其中突水量大的3个点主要集中在猴车道,2000年12月27日测得的合计涌水量为 3178.5m/h。 第四节 矿井涌水量预算 鹤壁四矿矿井涌水量的正常观测始于1982年,每月记录1次。资料包括一水平涌水量、二水平涌水量、井筒涌水量和其它涌水量。钻孔水位观测始于1985年,每月记录3次。观测钻孔有181-5(赵荒风井O层位)、488-L-122(矿内CL层位)和192-2(O)三个孔,其中181-5孔和488-L-1孔自19913222年开始纪录,192-2孔自2000年开始记录。考虑到近15年来四矿尚未发生过奥陶系和石炭系灰岩含水层突水事件,矿井主要涌水量来自采空区和S10砂岩含水层,所以此次矿井涌水量预测未考虑钻孔水位观测资料,而主要是依据矿井涌水量观测资料进行的。本次预测采用了矿井涌水量观测记录中近15年的资料,即从1987年至2001年的资料。 为了查明矿井涌水量是否与降雨量有关,我们统计了15年中,一、二水平每个月份的平均矿井涌水量资料(表7),并做出了每月平均涌水量与月 36 份之间的关系图(图5)。 表7 1987~2001年每月平均矿井涌水量 111月 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 份 一 水1111111111 1 平 11111114422 2 53443242287( 1. ......0 ....m 1 33 1 5 9 2 6 4 4 2 7 / h) 二 水11111111111 1 平 00000111000 0 23245471834( 2. ...........m 7 32 4 2 7 8 2 4 6 4 7 8 / h) 37 160 140 120 100/h)380 Q(m60一水平二水平 40 20 0 0123456789101112 M 图5 一、二水平月均矿井涌水量与月份之间的关系 从表7和图5 可以看出,一、二水平的平均矿井涌水量与月份之间有较好的相关关系。正常情况下,鹤壁矿区雨季主要集中在7、8、9三个月份,而矿井平均涌水量较高的月份也出现在7、8、9三个月份。一水平的平均涌水量普遍高于二水平,说明大气降水对一水平涌水量的影响大于二水平。一水平涌水量变化的规律性不如二水平明显,这可能与一水平采空区容易受外界环境因素(如小煤矿排水、井下突水等)影响有关。 采空区的水力来源相当复杂,除与大气降水有关外,还有其特定的来源:一是四矿已采区的老空积水和巷道积水,这与采煤方法、巷道布置方式和密闭情况有关,一般在特殊情况下才会有;二是小煤矿积水,这与小煤矿的排水,小煤矿与四矿的连通情况有关;三是相邻矿井透水,这其中有两个渠道:一个渠道是1998年一矿关闭后,在西大巷打了密闭墙,把寺湾井田(即老 33槐树岭矿)420m/h水封闭在里面,这其中约100m/h左右的水向四矿上部采空区渗透;第二个渠道是一矿关闭后,矿里水位上升,当水位升至+52.5m 3后,预计会有150 m/h左右的水,由一矿北大巷?新皮带下山?郝荒苹果园矿?四矿。四是-30水平O水源孔,由于张荒矿采煤破坏了O水源孔的保护22 38 3煤柱,造成井管断裂,致使O水约有100m/h左右从煤层井管断裂部位涌出,2 首先淹没张荒矿-30水平以下全部巷道,然后沿向斜轴部通过采空区向下渗透,在猴车道巷道煤柱两侧积水,由于水压逐渐增大,使猴车道变形而出水。 矿井涌水量各组成部分随时间的变化见图6。从图6可以看出,一水平矿井涌水量1994年之前相对稳定,1994年之后变化较大。其中,变化较大的1995~1997年,与1995年元月5日-45运输巷和猴车道出水有关,猴车道在1997年12月25日再次发生出水现象,且出水水源均来自采空区,这一点充分说明浅部小煤矿的开采对大矿造成了较大的威胁。从图6也可以看出二水平矿井涌水量变化不大,相对稳定。井筒涌水量自1988年之后,呈稳定增加趋势,但涌水量的大小和增加幅度均很小。引起全矿井涌水量变化的主要因素在于一水平。因此,预防相邻矿井以及加强对小煤矿开采方法和排水方式的监督对预测一水平矿井涌水量具有重要意义。 600一水平二水平 井筒全矿井500 400 /h)3300 200涌水量Q(m 100 0 1982198519881991199419972000 年度 图6 矿井涌水量随时间的变化趋势 采空区的存在不仅导致临近矿井积水及区内小煤矿排水对四矿矿井涌水量变化的影响,而且也可能造成矿井内部各含水层之间的水力联系,特别 39 是开采过程中部分断层导水(如红断层)和煤老顶砂岩含水层(S)二5101 中水通过断层裂隙向矿井内部渗透。从近些年来的开采情况看,影响矿井涌水量的主要因素是采空区大小和煤老顶砂岩含水层(S),所以据此推断,二101 影响矿井涌水量的因素应与采动面积或动用储量有关。我们用近15年的动用储量资料和矿井涌水量资料作图(表8、图7),从整体上可以看出,矿井涌水量与动用储量之间有一定的正相关关系,其中一水平数据离散性较大,二水平数据相对稳定。尽管这种关系并非明显,但据此我们仍然可以得出,矿井涌水量的变化主要来自一水平,二水平的影响相对较小。这也说明二水平矿井涌水量与一水平有较大差别,在二水平开采过程中矿井涌水量主要来自煤老顶砂岩含水层(S)。 二101 表8 1987~2001年矿井动用储量与一、二水平年均矿井涌水量数据表 40 350 一水平300二水平 250 200 150Q(m^3/h) 100 50 0 020406080100120140160180200220240 T(万t) 图7 一、二水平年均矿井涌水量与动用储量的关系 一水平累 二水平累 动用储量一水平年均二水平年均累计动用 年份 计涌水量 计涌水量 33(万t) 涌水量(m/h) 涌水量(m/h) 储量(万t) 33(m/h) (m/h) 1987 71.6 47.9 132.4 71.6 47.9 132.4 为1988 72.6 57 134 144.2 104.9 266.4 1989 59.4 61.1 122.7 203.6 166 389.1 了1990 69.2 56.2 135.2 272.8 222.2 524.3 1991 77 49.8 118.7 349.8 272 643 更1992 67.9 47.3 116.5 417.7 319.3 759.5 清1993 99.1 45.7 78 516.8 365 837.5 1994 106.1 48.7 77.6 622.9 413.7 915.1 楚1995 128.9 221.4 77.7 751.8 635.1 992.8 1996 168.2 309.5 118.1 920 944.6 1110.9 地1997 125.1 184.7 89 1045.1 1129.3 1199.9 1998 126.7 143.8 80.1 1171.8 1273.1 1280 说1999 133.6 129.6 99.2 1305.4 1402.7 1379.2 2000 189.6 220.8 106.5 1495 1623.5 1485.7 明2001 217.9 233.3 115.9 1712.9 1856.8 1601.6 这一问题,我们对15年来,每年的平均矿井涌水量数据和年度动用储量数据进行统计分析,采用累计矿井涌水量和累计动用储量数据进行作图(表8、图8),可以看出,一水平累计矿井涌水量与累计动用储量之间呈近似线性关系,即随着动用储量的增加,一水平涌水量成正比增加,二者之间的关系式为: 41 200032-0.0015T+2.3057T-13.808 二水平:Q=0.0000004T18002R=0.99671600 1400 1200/h)31000 Q(m800 一水平:Q=1.1501T-125.096002=0.9845R400 200 0 020040060080010001200140016001800 T(万t) 图8 一、二水平累计矿井涌水量与累计动用储量的关系 2R,0.9845Q,1.1501T,125.09 相关系数 据此,我们可对未来一水平的矿井涌水量做出预测,即: (1856.8,Q),1.1501(1712.9,T),125.0911 Q,1.1501T,11.883711 式中:、分别为全矿井年度动用储量和一水平年均矿井涌水量。 TQ11 二水平累计矿井涌水量与累计动用储量之间也呈正相关关系,但并非线性关 系,而且随着开采深度的增加,矿井涌水量增加的幅度将变小。二者之间的关系 式为: 232R,0.9967 相关系数 Q,0.0000004T,0.0015T,2.3057T,13.808据此,我们可对未来二水平的矿井涌水量做出预测,即: 32 (1601.6,Q),0.0000004(1712.9,T),0.0015(1712.9,T)222 ,2.3057(1712.9,T),13.8082 32 Q,0.0000004(1712.9,T),0.0015(1712.9,T)222 ,2.3057(1712.9,T),1615.4082 式中:、分别为全矿井年度动用储量和二水平年均矿井涌水量。 TQ22 同理,我们采用全矿井的累积矿井涌水量与动用储量数据资料进行作图(表 9、图9),可以看出,二者之间的相关性相当明显,用多项式回归拟合得到二者 之间的关系式为: 232R,0.999 相关系数 Q,0.0000004T,0.0021T,5.7404T,24.125 42 据此,我们可对未来全矿井的矿井涌水量做出预测,即: 累计 矿井 累计平 误差 平均 32年 动用 累计动 绝对 误 差 (5644.26,Q),0.0000004(1712.9,T),0.0021(1712.9,T)ttt绝对 平均 均涌水 百分涌水量矿井 储量 用储量误差 百分比 涌水量量预测比 预测涌水量 误差 3333Q’- Q (%) 份 (万t) (万t) /h) /h) (%) (m/h) (m(Q’:m(Q:m/h) ,5.7404(1712.9,T),24.125t1987 71.6 356.33 71.6 356.33 376.27 19.94 5.60 376.27 19.94 5.60 1988 72.6 360.05 144.2 716.38 761.17 44.79 6.25 384.90 24.85 6.90 321989 59.4 328.41 203.6 1044.79 1060.95 16.16 1.55 299.77 -28.64 -8.72 Q,0.0000004(1712.9,T),0.0021(1712.9,T)ttt 1990 69.2 397.03 272.8 1441.82 1393.70 -48.12 -3.34 332.75 -64.28 -16.19 1991 77 360.05 349.8 1801.87 1744.03 -57.84 -3.21 350.34 -9.71 -2.70 ,5.7404(1712.9,T),5668.3851992 67.9 345.86 417.7 2147.73 2036.40 -111.33 -5.18 292.37 -53.49 -15.47 t 1993 99.1 291.38 516.8 2439.11 2436.85 -2.26 -0.09 400.46 109.08 37.43 1994 106.1 298.83 622.9 2737.94 2833.44 95.50 3.49 396.58 97.75 32.71 式1995 128.9 455.76 751.8 3193.7 3274.55 80.85 2.53 441.11 -14.65 -3.21 中:1996 168.2 588.59 920 3782.29 3791.08 8.79 0.23 516.53 -72.06 -12.24 、Tt1997 125.1 407.77 1045.1 4190.06 4138.07 -51.99 -1.24 346.99 -60.78 -14.90 1998 126.7 307.56 1171.8 4497.62 4462.54 -35.08 -0.78 324.47 16.91 5.50 Qt分别为全矿井年度动用储量和全矿井年均矿井涌水量。 用上述方程对1987~2001年的矿井涌水量做出预测,所得结果及其与实际涌 。本年度矿井涌水量预测值也可通过本年度累计值与上一水量之间的误差见表9 年度累计值之差求得。从表9可以看出,除1993、1994年预测的矿井涌水量比实际值要大得多之外,其余预测值与实际值之间的相对误差均小于17%。1993、1994年矿井涌水量无论一水平、二水平和井筒均较低,其中原因尚待进一步查明。其它也有个别年份矿井涌水量的绝对误差相对较大,这可能与一水平的矿井涌水量变化有关。 表9 矿井平均涌水量与动用储量数据表 43 1999 133.6 305.59 1305.4 4803.21 4780.64 -22.57 -0.47 318.10 12.51 4.10 8000322000 189.6 411.97 1495 5215.18 5200.77 -14.41 -0.28 420.12 8.15 1.98 全矿井:Q=0.0000004T-0.0021T+5.7404T-24.125700022001 217.9 429.08 1712.9 5644.26 5657.43 13.17 0.23 456.66 27.58 6.43 R=0.9996000 5000/h)34000 Q(m3000 2000 1000 0 0200400600800100012001400160018002000 T(万t) 图9 累计矿井涌水量与累计动用储量的关系 3原精查勘探阶段预测,四矿-250m水平末期正常涌水量为160.0m/h,这一预测是按照当时矿井涌水量主要来自CL灰岩,且CL灰岩涌水量仅与开拓巷3838 道的长度有关做出的。而近些年来,矿井开采的实际情况表明,矿井涌水量的主要水源早已不再是CL灰岩,而是来自老空区和S砂岩含水层,且矿井涌水量38103也早在1982年就达到282.2 m/h。1989年修编矿井地质报告时,关于矿井涌水量预测部分并未做任何工作,只是借用了精查勘探阶段-450m水平的矿井涌水量预测成果。原精查勘探阶段的矿井涌水量预测,主要是建立在O、CL和CL23238灰岩含水层基础上得出的,在矿井开采过程中遇到灰岩含水层的情况下,也许具有参考价值。 这次矿井涌水量预测已经发现涌水量的变化与降雨量有关,但因缺乏降雨量资料未能对此作详细分析,这方面的工作有待今后做进一步研究。 第五节 矿井防治水措施及供水问题 一(矿井防治水措施 正如前述,四矿自投产以来记录的井下突水事件共有41次,发生较大事故的有2次。在这些突水事件中,有20次突水水源来自CL灰岩,说明CL灰3838岩含水层是威胁矿井安全生产的主要因素之一。这种情况可能与一水平开采中,陷落柱的发育有关,它构成了各含水层之间的联络通道。另外,断层的发育也强化了各含水层之间的水力联系。在一水平开采过程中已引起大家的足够的重视。但随着开采深度的加大,CL灰岩含水层造成的突水事件似乎有所减少,近1238 年来井下生产的实践表明,矿井突水的水源主要来自老空区,突水次数也有所减少。近12年中,井下突水事件仅发生过2次,一次位于-45运输巷和猴车道,第二次仍然发生于猴车道,在猴车道的-131、-141和-146m共有3个突水点,2000 3年12月27日测得3个突水点的合计水量为178.5m/h,突水类型均属巷道帮或巷道帮水沟出水,这些水源均来自采空区,它们也是目前矿井涌水量的主要组成部分。 突水发生事件的减少,一方面与矿井深、浅部水文地质条件的差异有关,另 44 一方面也与四矿加强矿井水害防治有关。从目前四矿二水平生产的实际情况来看,遭遇CL灰岩含水层的机会不是很大,但也应当引起注意,特别是在井田38 中部红断层附近,因为红断层的导水性和发育的成组性已被多处采掘工程和55 大巷揭露所证实。在井田东南部,发育有多条大断层,如4F、红~红断层0141114等,都可能构成与CL灰岩之间的水力联系。这几条断层的导水性尚未被采掘38 工程所证实。再者,随着矿井开采深度加大,矿压、水压等许多不安全因素会随之增加。所以,加强对井下防治水设施的维修管理,做到常备不懈,以防为主,则可避免矿井水害对采掘工作造成的影响。 目前,在矿井浅部,小煤矿星罗棋布,其开采深度、范围、排水能力及排水渠道不够详尽,构成了对矿井安全生产的严重威胁。相邻的一矿已经报废,部分隔离煤柱已遭破坏,使得矿井防治水工程量大,且难度高。现在的矿井水主要来自采空区,所以加强矿井及浅部小煤矿管理也是矿井防治水工作的一项重要任务。 二(供水问题 四矿含水层特征与整个矿区是相近的,可作供水水源的有O灰岩含水层、2CL灰岩含水层和第三系砾岩含水层。 32 O灰岩含水层为承压水,含水层厚度大,富水性强,在井田范围内,水位约2 mg/L),水质好,水质类型为重碳酸钙镁为+135m,埋藏较浅,矿化度低(1.25 型水,没有污染,是目前工矿企业工业用水和饮用水的大型供水水源。 CL灰岩含水层,其含水层厚度较小(6.2m),富水性强,水位在+130m左32 右,水质较O含水层差,并含有HS,矿化度较低,水质类型为重碳酸硫酸钙22 镁型水,含水层不均,补给条件不好,只能作为工业用水,是目前井下生产用水的中小型供水水源。 第三系砾岩含水层,富含潜水和承压水, 45
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