11110采煤工作面放顶煤开采设计.doc

登封市宏鑫煤业有限责任公司11110放顶煤工作面开采设计11110采煤工作面放顶煤开采设计登封市宏鑫煤业有限责任公司二OO九年七月11110采煤工作面放顶煤开采设计为认真贯彻落实“安全第一，预防为主，综合治理”的方针，加强我矿放顶煤开采安全技术管理，遏制较大及以上事故的发生，保障煤矿安全生产，根据煤矿安全规程、国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知（安监总煤行2008130号）等要求，结合我矿实际，特编制11110采煤工作面开采设计。1、编制依据、原则及要求设计根据初步设计、安全专篇及回采地质说明书和开采技术资料为依据，以保证安全生产为前提，符合煤矿安全规程和有关技术管理规定，最大限度回收煤炭资源，实现安全高效开采。2、放顶煤开采设计2.1 工作面概况矿井采用三立井单水平上下山开拓，由于三个立井均位于井田西北部，且中东部采区的采空区面积大，故矿井分前后期开采，前期以开采西北部采区为主，后期开采东翼采区，前期利用原宏鑫矿的主井作为技改主井，直径3.8m，井深142m，采用双箕斗提升，并安装梯子间作为安全出口。原宏鑫煤矿的风井作为技改副井，直径2.6m，井深138m，采用单罐笼提升。原宏鑫煤矿的副井为作技改风井，直径2.4m，井深128m，安装梯子间作为矿井另一安全出口。主、副井之间由轨道运输巷连通，主、副井通过运输上山和轨道上山分别与风井连通，形成完整的运输、通风系统。井下采用单水平上、下山开拓。井田划分为：中部上山采区、东部下山采区。首采区为中部上山采区，二1煤层赋存于山西组下部，煤层厚度1.9613.17，平均厚度7.25，煤层结构简单，不含夹矸,首采11110工作面位于副井南部，开采水平标高在+260-+280米之间，工作面走向长度60m，工作面长度60m。2.1.1工作面位置、周边关系及开采情况11110首采工作面位于副井南部,系首采区中部上山采区，其它相邻采面还未开采。2.1.2地形地物为低山丘陵地形。区内地势呈西北高、东南低，最高海拔标高为336.0m，最低海拔标高为268.0m，相对高差68.0m。地面冲沟发育，有利于大气降水的迳流和排泄。全区被黄土覆盖，有树木，本区地表水系不发育。采掘将造成地面塌陷或产生裂隙，但村庄及建筑物已搬迁，对回采无影响。2.1.3工作面参数、开采技术条件及煤层赋存特征2.1.3.1工作面倾斜长度60m，工作面走向长度60m，工作面煤层倾角伪倾角平均为8，每天三班作业，循环进度为1m。正规循环率70%，月循环21个，原煤容重为1.35t/m3。2.1.3.2开采技术条件及煤层赋存特征2.1.3.2.1 区域地质背景本区位于华北板块南部之嵩箕构造区的篙箕断隆南部颍阳-芦店向斜南翼。区域地层划分属华北地层区嵩箕小区，主要发育地层为前震旦系、震旦系、寒武系、奥陶系中下统、石炭系中上统、二叠系、三叠系、新近系和第四系，其中石炭系和二叠系为主要含煤地层。本区及周围无岩浆岩。区域构造形态为一轴向近东西向-北东向的向斜构造（颍阳-芦店向斜），断裂构造较发育，以正断层为主，主要有东西向、北西向、北东向三组。区域矿床以煤矿床为主，局部发育铝土矿、石灰岩等矿床。区域主要可采煤层为赋存于山西组下部的二1煤层，为层位稳定、全区普遍可采的中厚-厚煤层；下石盒子组的五3煤层为大部可采煤层。2.1.3.2.2矿区地质区内基岩大部被第四系覆盖，仅在矿区西部及北部有零星出露。据钻孔揭露，发育地层有寒武系上统（3)、奥陶系中统（O2）、石炭系中上统（C2+3）、二叠系（P）和第四系（Q），现由老至新分述如下：2.1.3.2.2.1 寒武系上统（3）以灰色、浅灰色厚层状白云质灰岩为主，含少量燧石团块，底部夹薄层灰岩，矿区钻孔揭露最大厚度为11.62m。2.1.3.2.2.2 奥陶系中统马家沟组（O2m）为煤系地层沉积基底，在区外南北两侧有零星出露。以浅灰色石灰岩为主，隐晶质结构，局部还夹泥质灰岩及薄层泥岩，上部具溶蚀现象及缝合线，下部夹角砾状灰岩。本组厚38.22m。2.1.3.2.2.3 石炭系（C）（1）中统本溪组（C2b）在区外南北两侧有零星出露，以浅灰色铝土质泥岩为主，局部为铝土矿，具鲕状和豆状结构，含黄铁矿结核及团块，局部呈层状出现。在HG曲线上呈下低上高的异常反映，主要是该组地层中镓元素含量较高所致。该层铝土质泥岩是对比一1煤层的主要标志层。本组厚度为4.00m以滨海泻湖相沉积为主。本溪组与下伏马家沟组为平行不整合接触。（2）上统太原组（C3t）为区内主要含煤地层之一，由灰、深灰色中-厚层状石灰岩、深灰色泥岩、砂质泥岩、砂岩和煤层组成，厚56.50m，平均69.99m。共含煤7层，仅底部的一1煤层为局部可采煤层，其它煤层均不可采。依据其岩性组合和沉积特征可分为三段。下部灰岩段自太原组底界至L4石灰岩顶界，厚度为21.20m。主要由灰-深灰色石灰岩、黑色泥岩、砂质泥岩和煤层组成，含石灰岩4层（L1-L4），常合并为12层，中夹泥岩或砂质泥岩薄层，具燧石团块和黄铁矿结核，含蜓类、介形类、海百合、腕足类等动物化石及其碎屑，其中L1石灰岩特征明显，在DLW曲线上异常挺拔直立，宽大圆滑，为本区一良好标志层，局部与L2石灰岩合并，厚度为3.7915.00m，平均11.21m。本段含煤3层（一1、一3、一4、），其中一1煤层为大部可采煤层，一3、一4煤层不可采，该段石灰岩与泥岩和煤层DLW曲线呈高低相间，曲线组合形态似“高山峡谷”状，为区内主要物性标志层。中部碎屑岩段自L4石灰岩顶界至L7石灰岩底界，厚度22.50m。由深灰色中细粒砂岩（俗称胡石砂岩）、灰黑色砂质泥岩、泥岩组成，夹薄层石灰岩（L5、L6）及煤层（一5、一6、一7），煤层均不可采。泥岩中含植物化石碎片和黄铁矿结核，具水平层理和波状层理，砂岩以石英为主，呈正粒序，为区内辅助标志层。上部灰岩段自L7灰岩底至L9石灰岩（局部为菱铁质泥岩）顶界面。厚度为12.80m。以深灰-灰色石灰岩为主，夹深灰色泥岩、砂质泥岩、砂岩和煤层。该段含石灰岩3层（L7、L8、L9），石灰岩具方解石脉和少量黄铁矿结核，含蜓类植物化石。其中L8石灰岩厚3.13-4.65m，平均3.95m，发育稳定，特征明显，为本区主要标志层之一；L9石灰岩不稳定，常相变为菱铁质泥岩，为太原组与山西组分界标志层。含煤1层（一8），不可采。据太原组岩性组合、沉积特征及生物组合规律，在晚石炭世，本区为滨海地带，上段和下段的碳酸盐建造，标志着开阔的陆表海环境，中段的碎屑岩沉积则为海水动荡退出时形成的海湾潮坪环境，薄煤层则反映短期的泥炭沼泽组，沉积旋回显示海陆交替环境。太原组与下伏本溪组为整合接触。2.1.3.2.2.4 二叠系（P）本区二叠系保留厚度为162.68m，分为下统山西组和下石盒子组，共含煤2层，其中二1煤层为本区主要可采煤层，其它煤层均不可采。（1）下统山西组（P1sh）自L9石灰岩（局部相变为菱铁质泥岩）顶至砂锅窑砂岩底，厚75.00m。为一套灰-深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及中细粒砂岩为主组成的含煤地层，即二煤组。与下伏太原组为整合接触。根据其岩性组合特征可分为四段。二1煤段自L9石灰岩（局部相变为菱铁质泥岩）顶至大占砂岩（Sd)底，厚度为20.00m。由深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细中粒砂岩和煤层组成，具水平层理、脉状层理和透镜状层理，含菱铁质结核和黄铁矿散晶，富含植物根部化石及有机质条带。本段上部的二1煤层，为全区普遍可采煤层。大占砂岩段自大占砂岩段（Sd）底至香炭砂岩（Sx）底，厚度为26.00m。由深灰-灰黑色泥岩、砂质泥岩、砂岩组成，含煤1层（二2），不可采。下部为本区标志层之一的大占砂岩（Sd），厚5.32-15.95m，平均10.38m，为深灰、灰色细中粒砂岩，成分以石英为主，次为长石，层面含丰富的白云母碎片和炭屑，物性特征明显，在DLW曲线上呈中高阻反映，是对比二1煤层的重要标志层。泥岩和砂质泥岩具水平层理和波状层理，含大量植物化石及碎片。香炭砂岩段由灰色、深灰色泥岩、砂质泥岩和中细粒砂岩组成。下部为香炭砂岩（Sx），厚0-13.85m，平均5.94m，为中细粒砂岩，局部为粗粒砂岩，成分以石英为主，层面含白云母片和炭质薄膜，可见重矿物包体，为本区主要标志层之一。本段厚18.00m。小紫泥岩段由泥岩、砂质泥岩及粉砂岩、细粒砂岩组成，顶部泥岩含铝质，具紫斑及菱铁质鲕粒，俗称小紫泥岩，为本区一辅助标志层。本段厚11.00m。山西组底部为大面积稳定的潮坪沉积，向上演变为泻湖沉积，中、上部则以三角洲沉积为主。（2）下统下石盒子组（P1x）本组在区内仅仅保留下部三煤组，厚度为厚90.95-112.20m，平均101.58m，与下伏山西组为整合接触。底部为细中粒砂岩（俗称砂锅窑砂岩Ssh），厚5.14-12.40m，平均8.71m，含黑色泥岩包体和泥岩条带，局部见石英细砾，硅钙质胶结，交错层理，在DLW曲线上呈高阻反映，HGG、HG曲线上呈高密度、低伽玛值反映，特征明显，为下石盒子组与山西组的分界标志层。下部为浅灰-紫灰色铝土质泥岩（俗称米村泥岩），具鲕状结构，鲕粒成分为菱铁质，易于辨认，为本区辅助标志层。中上部为深灰色泥岩、砂质泥岩与砂岩互层，含少量植物化石及菱铁质鲕粒。三煤组以三角洲平原湖泊相沉积为主。2.1.3.2.2.5 第四系（Q）以角度不整合覆盖于各地层之上，上部为黄土，下部为黄土夹砾石，厚度为15.00-32.00m。2.1.3.2.3 构造2.1.3.2.3.1 总体构造特征本区总体构造为一向南西倾伏的向斜构造。区内共发育2条正断层，结合箕山勘探区构造发育情况，确定构造复杂程度属中等。2.1.3.2.3.2 主要构造（1）朱家沟向斜轴部位于矿区东部，轴向北东-南西，向南西倾伏，为一对称向斜。东南翼被F5断层切割，地层走向200左右，倾向2900，倾角80左右；北西翼被F9、F10断层切割，断层上盘地层走向65-750，倾向155-1650，倾角80左右，断层下盘地层走向38-500，倾向308-3200，倾角7-90。该向斜由原登封市告成镇王窑村新星煤矿采掘工程揭露，已查明。（2）F10断层位于本区中部，延伸长度大于2km。断层走向500，倾向1400，倾角700左右，落差30-70m，为南东盘下降，北西盘上升的正断层。地表有出露，区外有11505、11307钻孔控制，本矿在生产中揭露，已查明。（3）F9断层位于本区中部,延伸长度大于1.5km,断层走向27-560，倾向117-1460，倾角700左右，落差10-30m。为北盘下降、南盘上升的正断层。该断层由地表露头控制，已查明。（4）F5断层位于本矿东南部，走向580，倾向3280，倾角700左右，落差20-80m，该断层由区外11711钻孔及地表露头控制，已查明。2.1.3.4 开采技术条件2.1.3.4.1 工程地质据以往勘探资料，二1煤层顶板局部具伪顶，岩性多为炭质泥岩或砂质泥岩，厚度一般小于0.2m，随采随落。直接顶为砂质泥岩、泥岩或粉细粒砂岩，呈互层状发育；老顶为中细粒砂岩。二1煤层底板无伪底，直接底板多为粉细粒砂岩或中粒砂岩。区内一3煤层局部具泥岩或炭质泥岩伪顶，厚度一般小于0.3m，随采随落，直老顶岩性为厚层石灰岩和粉细粒砂岩，厚度为5m左右。底板岩性多为铝土矿或铝土质泥岩。2.1.3.4.2 工程地质条件评价矿区内以往未进行过岩石物理力学性质试验工作，但从新登煤矿及本矿二1煤层开采实践经验，除泥岩的抗压强度偏低外，其余岩石的抗压强度均比较高，按其岩性组合特征，应属II-III类顶底板，其顶底板稳定性较好，生产中易于维护和管理，偶而可出现掉块或冒顶等不良工程地质现象。2.1.3.4.2 环境地质2.1.3.4.2.1 煤层瓦斯本矿井瓦斯相对涌出量为6.92m3/t，绝对涌出量为1.03m3/min，属低瓦斯矿井。2.1.3.4.2.2 煤尘与煤的自燃根据国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心2008年6月30日检验报告。煤自燃倾向性等级分类为：III类，有煤尘爆炸性。2.1.3.4.2.3 地温据（登封煤田新登煤矿改扩建地质勘探报告）核查资料，垂深300m以浅地温为19.34-20.28，平均为19.8，地温梯度平均1.07/百米，低于地壳的平均值3-3.3/百米，核查区矿井煤层底板温度小于31，属正常地温区，无热害影响。2.1.3.4.2.4 地震依据河南省地震局资料，本区地震列度为VI度，设防烈度VII度。2.1.3.4.2.5 环境地质现状及预防区内由于采矿生产所造成的不良环境地质现象，即生产地质灾害主要表现为地裂缝、地表沉陷和煤（粉）尘大气污染。本矿煤矿床埋藏较浅，井巷回采落顶后，可在地表形成地裂缝和沉陷凹地，使地表岩（土）体失稳，产生崩塌，雨季可形成滑坡、泥石流、岩体崩塌等地质灾害，地表沉陷是矿井采掘生产过程中引起的较大的环境地质问题，它不仅破坏道路、房屋等地表建筑和设施，而且破坏农田、积滞洪水或地表水回灌矿坑；煤（粉）尘大气污染，主要是煤场、矸石山、采石厂和运输通道附近的煤尘扬尘，以及工业锅炉排放的烟尘污染。地表沉陷和煤尘大气污染破坏了生态环境和加大了煤矿经营成本，故在生产过程中，在地表沉陷区应开挖排洪渠道、及时回填塌陷凹地和地裂缝及其它防、排水设（措）施，并要加强地表地质环境的监测、预报（警）、治理及监督等工作，对于煤尘大气污染应进行洒水压尘，植树造林等综合治理，以确保矿井安全生产，提高矿井经营的社会和经济效益，以及人居的生活环境质量。2.1.3.4.3 煤层及煤质2.1.3.4.3.1 煤层本区共含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组、下石盒子组，含煤地层总厚343.45m，共计含煤9层，煤层总厚8.87m，含煤系数为2.58%。其中赋存于山西组下部的二1煤层为主要可采煤层，可采煤层总厚6.47m，含煤系数1.88%。二1煤层赋存于山西组下部。下距L7石灰岩19.61m，距寒武系灰岩79.71m，煤层底板标高+180+285m，煤层埋深30144m。二1煤厚0.5016.80m，平均5.98m。煤层结构简单，不含夹矸。煤层顶板为黑色泥岩、砂质泥岩，含大量植物化石及其碎片，老顶为细粒砂岩；底板为黑色泥岩、砂质泥岩。综上所述，煤层全区发育，结构简单，全区可采，确定二1煤层属较稳定煤层。2.1.3.4.3.2 煤质(1)物理性质和煤岩特征二1煤为黑色，粉状间夹块状、粒状煤，粉状煤的原生结构、构造不清，块状煤具似金属光泽。煤岩组分以亮煤和镜煤为主，暗煤次之，间夹微量丝炭和少量镜煤条带，宏观煤岩类型以半亮型煤为主，兼有少量光亮型及半暗型，二1煤的视密度为1.35t/m3。(2)化学性质水分原煤水分(Mad)为0.711.28%，平均1.00%。灰分(Ad)原煤灰分(Ad)为12.0718.06%，平均14.64%属低灰煤。硫分(St,d)原煤全硫含量(St,d)为0.210.31%，平均0.25%，属特低硫煤。挥发分(Vd)浮煤挥发分(Vd)为11.90%。（3）工艺性能发热量(Qgr,vd)高位发热量(Qgr,vd)为29.1729.31MJ/kg。（4）煤类的确定依据中国煤炭分类国家标准(GB5715-86)，以浮煤干燥无灰基挥发分)(Vdaf)、粘结指数(G)和胶质层最大厚度(Y)为主要指标，确定煤层煤类结果，见下表。煤层煤类确定结果表煤层指标特征煤类Vdaf(%)GY(mm)二111.9000贫煤（5）煤质综合评价区内二1煤为低灰、特低硫、高热值之贫煤，热稳定性较好、易分选、结渣性中等为主要特征，但是，煤的机械强度特低，化学活性弱，一般可作为动力用煤和民用煤为主。2.1.4储量情况11110采面走向去掉护巷煤柱平均可采长度为40米，倾斜长度60米，煤层厚度平均为5.0m,煤容重为1.35T/m3，可采储量为1.68万吨。2.1.5 水文地质及水害评价2.1.5.1 水文地质资料2.1.5.1.1 区域水文地质概况本区区域上处在登封煤田箕山勘探区东部，地质构造上处在嵩箕山间颍阳-芦店向斜南翼东段浅部。区内地层走向近东西，向北倾斜的单斜汇水构造，南部为寒武-奥陶系灰岩及二叠系碎屑岩组成的低山丘陵区，中、北部为新近系冲洪积谷地。根据地层岩性、厚度、含水空间特征及埋藏条件，区域上将含水岩组主要划分为：寒武-奥陶系和石炭系灰岩岩溶裂隙含水岩组，二叠系及三叠系砂岩孔隙裂隙含水岩组，新近系砂、卵砾石孔隙含水岩组。地下水的补给水源有大气降水、地表水和含水层之间及其侧向补给，另处还有工农业生产及废水的渗入补给等，其中降水补给是本区地下水的主要补给水源。地下水在运移过程中，一部分在地质构造及地形适宜地段溢出地表，构成天然排泄点；一部分则继续向深部迳流排泄；而区内各矿井的疏排水则为主要的人工排泄点。由于近年来矿井大量疏排地下水，而造成区域地下水位呈逐年下降趋势。2.1.5.1.2 矿区水文地质单元位置及边界地质构造上本区位于嵩箕山间颍阳-芦店向斜南翼东段，区内总体构造为一向南西倾伏的向斜构造。区域水文地质上，本区属嵩箕山间向斜构造水文地质单元，核查区处在向斜蓄水构造南缘箕山水文地质亚单元浅部补给区。区内地层走向近东西，向北倾斜，南部为寒武-奥陶系灰岩裸露区，北部为二叠系碎屑岩组成的低山丘陵区，中部为新近系坡、洪积坡地。区内断裂构造不发育。2.1.5.1.3主要含水层（1）二1煤层顶板含水层在二1煤层之上60m范围内，发育3-5层细-粗粒砂岩，累计厚度20m左右。砂岩岩性致密坚硬，裂隙不甚发育，且多被方解石脉充填，据矿井生产情况，该含水层水主要以顶板淋水形式向矿坑充水，但水量较小，而西邻新登煤矿矿坑正常涌水量500m3/h，最大为800m3/h，水量较大。另据登封煤田白坪井田地质资料，钻孔单位涌水量为0.0062-0.0181l/s.m,渗透系数为0.141-0.297m/d。所出露之泉水其流量雨季增大，旱季则干涸，动态随季节性变化明显。说明该含水层补给、迳流条件差异性较大，富水性也并不均一。（2）二1煤层底板含水层为C3t上段L7-L8石灰岩组成的含水层组，其中以L7灰岩发育较厚，层位稳定，厚度一般在10m左右，裂隙岩溶发育，但不够均一。据区域钻孔抽水资料，单位涌水量为0.014-0.664l/t.m，渗透系数为0.08-9.44m/d,水质为HCO3-Ca.Mg型，矿化度一般小于0.5g/l。另据矿井生产情况，多数矿井无底板水，而本矿生产中则以底板渗水为主，涌水量为60m3/h，最大涌水量150m3/h。(3)寒武-奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层区域内揭露该层厚度为50m，具有自西向东逐渐增厚的趋势，岩性主要为石灰岩、白云质灰岩，白云岩夹薄层或厚层石灰岩组成，其中部分溶洞、裂隙中充填有铝土质泥岩或粘土，主要出露于南部山区，岩溶发育，但极不均一。浅部勘查中漏（涌）水钻孔的遇溶洞钻孔占揭露钻孔的5.8%,据野外调查和以往钻孔揭露，该层顶界面以下20-50m范围内发育有古岩溶，溶洞高0.1-1.0m。勘探中漏水钻孔的遇溶洞钻孔均分布于浅部风化带和断裂带两侧附近；垂向上在上部古剥蚀面以下10米内及下部与寒武系接触面为两个岩溶发育带，同时也是两个较强富水带。据以往资料记载，出露泉水流量均小于0.5l/s，多为季节性下降泉，含水层潜入深部后，地下水变为承压水，在地表冲沟内，可见季节性自流性泉水出露，据浅部钻孔抽水资料记载，单位涌水量0.0096-1.86L/s.m,渗透系数为0.1567-5.85m/d,最高水位一般出现在每年的10-11月份，最低水位出现在次年的4-5月份，水位年变幅在30米左右，水位呈逐年下降之势，水化类型为HCO3-Ca.Mg型水，矿化度0.3-0.4g/L，PH值为7.1-7.3。说明寒武-奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层水量充沛，水循环交替性好，水质优良，但其含富水性极不均一。该岩溶裂隙含水层段为一1煤层底板直接充水含水层，也是区内重要含水层。2.1.5.1.4 主要隔水层（1）二叠系石盒子组隔水层自二1煤层之上60m起，上至基岩面的二叠系石盒子组地层，岩性主要由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、砂岩等组成，间夹薄层中粗粒砂岩，残留厚度一般大于50m，层位稳定，裂隙不发育，透水性差，隔水性能较好。该层上覆于二1煤层之上，为其顶板的相对隔水层。（2）二1煤层底板隔水层自二1煤层底下至C3/t上段灰岩顶之间的碎屑岩段，厚度一般15m左右，岩性以砂质泥岩、粉细粒砂岩为主，（底部夹一薄层灰岩或灰岩透镜体），分布连续，层位稳定，裂隙不发育，透水性差，隔水性良好。（3）太原组中部砂泥岩段自L4石灰岩顶至L7石灰岩底，本段地层厚22.50m，岩性主要由泥岩、砂质泥岩、砂岩等碎屑岩组成，以泥岩、砂质泥岩为主，间夹薄层灰层灰岩及胡氏砂岩含水层。但由于其夹持于厚层泥质碎屑岩之间，且距开采煤层较远，又因含水层砂岩及灰岩致密坚硬，在该段中可起到骨架作用，相对增强了泥质碎屑岩层的抗压强度。该层段在地表呈零星出露，补给条件不佳，裂隙不发育，透水性差，正常情况下，隔水性能良好，能够阻隔太原组上、下部含水层之岩溶裂隙水充入矿坑，是太原组上、下段灰岩含水层之间的良好隔水层。（4）本溪组铝土质泥岩段由浅灰色铝土岩及铝土质泥岩组成，具鲕状和豆状结构，含黄铁矿结核及团块，局部呈层状，平均厚10.00m，岩性细腻致密，透水性差，隔水性能良好，正常情况下能够阻隔太原组含水层与下部奥灰含水层之间的水力联系。2.1.5.1.5 矿床充水因素分析邻近开采二1煤的矿井主要为新登二矿和新山煤矿。最低开采水平在0m左右，以顶板渗水为主，底板亦有涌水点，矿井涌水量随季节性变化，旱季最低水量为180m3/h，雨季最高时可达550m3h。大气降水、地表水及第四系砂砾石孔隙水本区大气降水多集中于79月份，此时矿井涌水量较平时一般涌水量增大13倍，说明大气降水对矿井充水有直接影响。区内马窑沟、苇园沟均为季节性冲沟，自西南向东北横穿矿区中部，该沟仅在雨季有短暂水流，旱季大多干涸。东北部的颍河水，水流经过的地段岩层多为薄层第四系松散层和石盒子组风化碎屑岩类，其透水性较强，又因地表水及第四系孔隙水距西部二l煤层露头较近，煤层顶板无稳定的隔水层段，回采落顶后，塌陷破裂带即与上部颍河水及第四系孔隙水相沟通，在雨季或在局部地段，会对矿床产生直接或间接的充水作用。因此，大气降水、地表水及第四系砂砾石孔隙水是本矿主要的充水因素之一，生产中应做好地面和汛期的疏排水工作，以策安全生产。砂岩裂隙水本矿系指二1煤层之上基岩范围内所含砂岩裂隙水，因其单层厚度小，补给条件差，故其富水性较弱。在煤田勘探阶段，本区未对该含水层段进行抽水试验工作，在本次核查中仅在局部巷道可见渗、滴水现象，矿坑充水量一般很小，说明该含水层富水性差，生产中易于疏排。灰岩岩溶裂隙水太原组上段灰岩为二1煤层底板直接充水含水层，该含水层岩溶裂隙不发育，裂隙也多被方解石脉所充填，含水层厚度较小，出露及补给条件差，岩石空隙及导富水性极不均一。正常情况下灰岩岩溶裂隙水一般不会对矿坑产生充水，但在断裂构造附近或深部水压增高的情况下，其导、富水性则会相应增强。因此，在井巷回采开拓工程接近断层或在深部生产时，应打超前探放水钻、放水钻，先探后掘，以防患于未然。老窑老空水据以往老窑调查资料，在核查区范围内开采煤层的浅部露头地段，有历史上遗留的老窑和生产矿井的采空区老塘，其采掘范围、停采时间、停采原因等情况不详，推测其废弃井巷内己积存有老空水，对本矿生产安全具有潜在的威胁，故当采掘工程向浅部或外围推进时，应打超前探放水钻，并留设足够的防水煤(岩)柱，在地表沉陷区应及时回填地裂缝，开挖疏排洪渠道或其它防、排水设施，以避免发生洪水倒灌、老窑老空水溃水淹井等事故。勘探钻孔对矿床充水的影响由于钻孔揭露并沟通了各个含水层，使之相互间产生了水力联系，从而也构成了未来矿井开采时矿井充水的人为通道。生产中，当回采落顶后冒落破裂带与钻孔沟通时，钻孔即成为泄水通道而向矿坑充水。故未来矿井生产中，钻孔将是煤层顶板的充水通道，生产中应加强以往勘查钻孔的监测工作，避免盲目揭露或穿越钻孔，并要采取有效的防治水措施，以防患于未然。断裂构造对矿床充水的影响本矿边界断裂构造主要有箕F10和箕F9，均为走向北东的高角度正断层。箕10从矿区东南边界外通过，构造其南部的自然边界。该断层破坏了煤层顶底板含、隔水层的连续性，成为向矿坑充水的导水通道；箕F10区内落差30m，区域落差100200m，使区内二l煤层层位与区外二叠系泥质碎屑岩相对隔水层相对接，由于断层两盘岩性差异，上盘岩性相对阻水，使得下盘相对富水，推测沿断层走向岩溶、裂隙相对发育，并形成地下水的富集和迳流带，因距矿区边界外围，对生产无大影响。总之，由于断裂破坏了地层的连续性，使煤层上下各含水层间产生了一定的水力联系，断裂构造是地下水的赋集空间和矿床充水的主要通道，为安全起见，生产中当井巷工程接近或通过断层时，应打超前探、放水钻，并留设足够的防隔水煤柱，以防遇断裂造成突水事故。2.1.5.1.6 矿床充水因素分析（1）矿井生产水文地质概况本矿现开采二1煤层，开采水平在+200m上下，矿井充水水源以底板岩溶裂隙水渗水为主，次为顶板淋水，矿井正常涌水量为60m3/h，最大涌水量为150m3/h，未发生过突水现象。（2）充水因素分析大气降水、地表水及第四系潜水本区为低山丘陵地形，地面坡度较大，冲沟发育，大气降水迳流排泄条件好，因而无常年性地表水体。区内第四系地层呈零星发育，以坡积，洪积及冲积于沟谷、坡脚处，厚度较小，岩性复杂，含富水性差。加之下部石盒子组隔水层较厚，故此大气降水、地表水及第四系潜水对二1煤开采无影响，仅在井简揭穿该层段时有少量淋漓现象。二1煤层顶板砂岩裂隙承压水二1煤层顶板砂岩裂隙含水层直接覆盖于二1煤层之上，生产开采过程中该含水层裂隙承压水将首先充入矿坑，是矿坑涌水的主要充水水源之一。由于该含水层单层厚度较薄，裂隙不甚发育，且补给条件差，裂隙水储存量有限，导、富水性弱，生产中易于疏排。二1煤层底板灰岩岩溶隙承压水该含水层厚度较小，岩溶裂隙发育，但极不均一。因本区属大陆性半干燥气候区，年降水多集中于7-9月份，其水源补给时间短，加之含水层被第四系地层覆盖，补给量不足，故而其富水性相对较弱，一般情况下开采二1煤层影响不大。但由于受构造张力影响，底板小裂隙发育，使煤层底板隔水层的隔水性能有所降低，并产生渗水，当受构造破坏或采矿活动破坏严重时、或与下伏C3t下段灰岩及O2m灰岩强含水层沟通过，则有可能引起底板突水，造成淹井事故。断裂构造对矿床充水的影响本区发育的主要断裂构造位于中部的F9、F10和矿区边界附近的F5，断层走向均呈北东向，其中F10落差30-70m，使下盘煤层层位与上盘的二叠系碎屑岩段相对隔水层相对接，而上盘煤层层位与下盘太原组的灰岩含水层岩段相对接；F5落差20-80m，使区内煤层层位与区外寒武-奥陶及太原组灰岩含水层岩段相对接，构成矿区南部的供水边界；一般情况下，在较大的断裂构造形成过程中，由于受应力牵引、拖拉作用而在断裂带两侧形成较密集的羽状断裂，破坏了地层的连续性，使各个含水层间产生不同程度的水力联系。同时，断裂破碎带为地下水的运移、富集提供了通道和空间场所。因此，推测在F10、F9和F5断层及其附近或其尖灭地段，为地下水的相对强迳流带或对富集区。在开采过程中，当接近两断层时，应打超前探、放水钻，并留设足够的防水煤柱等防治水措施，以防突水造成淹井事故。老空水本矿区浅部为二1煤层采空区，推测会积存有老空老塘水，似一“地下水库”，其浅部采空区最低标高约+220m左右，是威胁矿井后期生产的潜在危险因素，生产中，当井巷工程接近该区时，应打超前控、放水钻，并留设足够的防水保安煤柱，避免盲目揭露，造成溃水淹井事故的发生。周邻生产矿井对本矿的充水影响本矿周邻生产矿井主要有新登煤矿和新峰煤矿等，这些矿井的矿坑排水，有利于本矿的疏水降压，是一有利因素，但当其因故停产时，会有部分地下水转移至本矿。因此，在搞好本矿疏排矿坑水工作的同时，也应同时关注周邻生产矿井的生产动态，并制订相应的预案措施，以防不测。钻孔对矿床充水的影响区内以往的勘查钻孔，其封孔厚度、钻孔封孔灰浆样固结程度等情况不详，由于钻孔揭露并沟通了各个含水层，使之相互间产生了水力联系，构成了未来矿井开采时矿井充水的人为通道。生产中，当回采落顶后冒落破裂带与钻孔沟通时，钻孔即成为泄水通道而向矿坑充水。故矿井生产中，钻孔将是矿坑充水的通道之一，生产中应加强以往勘探钻孔的监测工作，避免盲目揭露或穿越钻孔，并要采取有效的防治水措施，以防患于未然。2.1.5.1.7 地下水的补给、迳流与排泄据前述，矿区内矿坑主要充水含水层为回采煤层的直接顶、底板含水层，在浅部接受大气降水及地表水的补给，并沿地层走向及倾向向东部及深部迳流排泄。矿井生产过程中，生产排泄方式之一。2.1.5.1.8 矿床水文地质类型综上所述，本矿区地层、构造条件较简单，矿井充水水源二1煤层主要以底板渗水为主，次为顶板淋水，矿井正常涌水量为60m3/h，最大涌水量150m3/h。尽管浅部生产中未发生过底板突水现象，但在深部生产中，由于矿压、水压在逐步增高，推测底板灰岩充水含水层仍是矿床充水的主要威胁，综合考虑并依据煤炭资源地质勘查规范，将本矿水文地质类型划归为三类二亚类三型，即矿床充水以煤层底板岩溶裂隙水充水为主的水文地质条件中等的矿床类型。2.1.5.1.7 矿坑涌水量预算本矿处在煤层露头浅部，矿井生产中，二1煤层矿坑正常涌水量一般在60m3/h左右，加之周邻煤矿的强力疏排，使矿区二1煤层顶、底板含水层已趋于疏干态势，煤系地层含/富水性差，水源较为匮乏，以往核查已进行过预算，其矿井正常涌水量60m3/h，雨季矿井最大涌水量150m3/h，也基本符合本次整合后矿区范围，况且矿区范围内，二1煤层已大部分回采，矿坑正常涌水量已基本反映了矿区二1煤层矿床水文地质条件特征，故本次水文地质核查中不再对其涌水量进行预算，可依生产实际资料进行相应调整。2.1.5.2 水患类型及威胁程度综上所述，区内无常年性地表水体，本矿区二1煤层开采悠久，经过疏排，矿井水量不大，地下水的动态主要受大气降水制约，其动态变化周期一般滞后降水周期一个月左右。矿区内主要充水含水层为二1煤层顶板砂岩裂隙含水层，在浅部接受大气降水的补给，并沿地层走向及倾向深部迳流排泄。地下水补给条件差，含水层富水性弱。本矿组合前各矿已在不同程度的进行开采，各空区均存有一定量的积水，故要特别注意新老空水的危害，坚持 “有掘必探，先探后掘，先探后采”的综合防治水工作。2.1.5.3 矿井水文安全条件评价2.1.5.3.1 对水文地质基础资料来源及可靠性评价资料来源于河南省登封市宏鑫煤业有限责任公司资源储量核查报告资料、地质和水文地质图，以及本矿井原生产期间的涌水量，正常涌水量为60m3/h，最大涌水量为150 m3/h。2.1.5.3.2 水文地质勘探程度及存在的问题该矿区历年来多次进行普查、详查等勘探工作，相继提交了“详查地质报告”和“矿区煤矿地质勘探最终报告”，水文地质勘探程度较详，资料可靠。2.1.6 防水煤（岩）柱的计算与留设2.1.6.1 浅部防水煤岩柱留设浅部防水安全煤柱的目的是。不允许导水裂隙带波及到第三、四系底部含水层。参照煤矿设计规范及煤矿安全规程有关规定,建筑物、水体、铁路及主要防水煤岩柱高度应按导水裂隙带最大高度加上保护层厚度留设。本井田主要煤系地层为砂泥岩，导水裂隙带及保护层高度计算采用如下公式：导水裂隙带高度计算公式：保护层厚度计算公式： 防水煤岩柱垂高为： 式中： M累计采厚； A单层采厚。设计根据各煤层的不同厚度分别进行了计算，并按规程要求，都留了保护煤柱。 2.1.6.2 井筒及工业广场煤柱井筒及工业广场煤柱按岩层移动角留取。根据规程规定，并参照部分生产矿井实测资料，各岩层移动角如下：第三系、第四系地层移动角：45基岩层移动角：70（走向方向）；70（下山方向）；70-0.6（上山方向）。2.1.6.3 井田边界煤柱按设计规范要求，井田边界两侧各留20m煤柱，运输、回风两条大巷安全煤柱各留设30m。2.1.6.4 断层保护煤柱 井田内的断层，经过计算断层保护煤柱按30m留设。2.1.7 工作面巷道布置根据实际情况，中部上山采区上山两条，即南翼机巷，轨道上山。南翼机巷承担原煤运输，轨道上山承担矸石、物料运输。两条上山均沿煤层底板布置。南翼机巷通过运输平巷，直接入主井皮带；轨道上山通过中部车场和上、下巷连接，通过下部车场与井底车场相连，便于运输材料、设备等。在副井南部为11110首采工作面。2.1.8 顺槽、切眼等位置的确定及依据在主井和运输平巷联结处向西南32m为采区南翼机巷和轨道上山，11110首采工作面位于南翼机巷和轨道上山中部往北。工作面下顺槽，走向长60m，采面斜长60m。2.1.9巷道断面形状、几何参数及支护形式序号项目名称断面（m2）支护形式长度净掘311110下顺槽5.27.9梯形金支60.0411110上顺槽5.27.9梯形金支60.511110工作面切眼4.185.28单体液压支柱型钢梁60.02.2采煤方法及工作面装备结合矿区实际生产经验及本矿实际条件，本井田煤质较为疏松，结构简单，顶板易于管理，可放性较好，故选择走向长壁、后退放顶煤、一次采全高的采煤方法，全部垮落管理顶板。回采工作面选用DZ22-30/100型单体液压支柱配用HDC-2240型金属顶梁（型梁），两梁五柱支护采面顶板。上下两个安全出口位置，采用单体支柱配用3.0m钢梁两梁七柱支护。工作面上下巷为沿底送巷，开切眼沿底板贯通。采用2.2m梁配用2.2m柱，棚距0.5m的梯形工字钢梁支护。在上下安全出口20m范围用双抬棚加固。采场基本支架为走向棚（迎山棚），柱距1.0m，排距0.5m。最小控顶2.2m，最大控顶距3.2m。老塘侧低位放顶煤。2.2.1 生产工艺、采放比、放煤步距等内容2.2.1.1 工艺流程工艺：破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理、放顶煤。流程：手镐镐煤、移主梁、攉煤、移付梁、放顶煤、移溜。煤的装载：采用人工装煤。煤的运输：11110采面SGD-320/22B型刮板运输机1部11110机巷SGD-320/22B型刮板运输机1部煤仓运输巷SGD-320/22B型刮板运输机1部南翼机巷SGD-320/22B型刮板运输机1部煤仓主井大巷SPG650型皮带1部绞车提升至平面。工作面所用材料设备等从副井到井底车场，经车场到轨道上山提升到工作面上巷、下巷工作面使用地点。2.2.1.1.1 移梁在工作面打眼时，摘主棚梁老塘柱并站于付棚中部，主梁变为两柱倒悬梁，付梁变为一梁三柱。放炮后前移主棚，摘主梁中排柱，然后将主当梁煤墙柱下缩200mm，一人手扶此柱，作为支撑点前移主梁，主梁到位后及时升柱。煤攉完后，摘付梁老塘柱移至煤墙站于主梁下，主梁又复位到一梁三柱。摘付梁原煤墙侧柱靠于煤墙，然后将付梁中间柱下缩200mm，以此柱为支撑点前移付梁，付梁到位后及时升柱，付梁变为一梁二柱。如此交替迈步前移。2.2.1.1.2 放顶煤工作面采通后,将舍帮闭好,并对支柱进行二次注液后,方可开口放顶煤,放顶煤采用分段间隔多轮次由上向下或顺序进行,放煤步距1m,放煤口位置在溜子以上0.30.5m之间，规格为0.3m0.3m2，放煤口间距1.2m，每排巷开710个和煤口，具体开口数量根据回采时瓦斯涌出情况确定。放煤段间距1520m，每轮放出数量的1/3，三轮将顶煤放完，直到顶板均衡下落。放煤时严禁在支架顶部或高位放煤，当有大煤、矸堵住和煤口不能正常放煤时，可用钢钎、锤打碎，打不碎时，可废弃此口，在附近另开放煤口，进行放煤，严禁爆破放煤。煤炭放净见后，及时用荆笆、椽子堵住放煤口，放煤后要对受压影响的支架进行处理，清除棚梁歪旋、支架迎山不照、顶帮不严、漏煤等问题，使采面支护有力，帮顶牢固。2.2.1.1.3 清煤移溜采面顶煤放完后，开始清理浮煤，将浮煤清净，采高保持在1.92.1m之间，然后用推溜器移溜。移溜前必须拉线，移溜时应从上而下或从下而上推，不得从两头向中间推，移溜时摘中排柱最多不得超过15m（25棚），移溜后溜子要平直，运转正常，与煤壁保持0.2m间距。2.2.1.2 顶板支护设计本工作面顶板结构为：直接顶煤直接底老底。2.2.1.2.1 采场顶板控制设计本工作面顶板控制设计从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。即采场支架对顶板应能支得起、护得好、稳得住。（1）“支”“支”就是要求支架在其工作过程中，能够支撑住顶板所施加的压力，由于本工作面直接顶及老顶均较薄，老塘放顶后即可充满，老顶来压不明显，可利用均值加两倍均方差及经验公式法确定本工作面的支护强度。A、利用平均值加两倍均方差计算工作面的支护强度P1（q+2sp2）n（612）+2（23）2.45 (1018)2.4524.544.1(t/m2)式中:P1支架以护强度 t/m2 q工作面支柱载荷平均值 612t/根 n工作面最大支护密度 2.45根/m2 sp2均方差 23这种方法的概念就是所有的观测数据满足90的概率要求，通过分析计算，基本上考虑了来压期间支扩强度问题。B、按经验公式计算p2（68）h（68）22.53040(t/m2)式中：P2支架支护强度 t/m2 h工作面采高 2.0m 煤岩平均容重取2.5t/m3C、按支架全部承担直接顶和老顶全部重量，合理的支护强度为P3M11M227.31.355.62.523.609(t/m2)式中:P3支架支护强度 t/m2 M1顶煤最大厚度 7.3m 1煤层容重 1.35t/m3 M2直接顶和老顶最大厚度5.5m 2岩层容重 2.5t/m3取以上三个时期的最大支护强度，则合理的支护强度为PP240（t/m2）D、支护密度计算n1P/F40/（300.8)1.6(根/m2)式中:F单体柱工作阻力的80根据支护强度与支护工艺要求，确定排距L排1.0m。验证工作面棚距0.6m，最大控顶距时的支护密度n5/0.63.4(根/m2)(2)“护”“护”包括两方面，“护顶”“护底”。A、“护顶” 护顶要求所选柱距保证不因荆笆和椽子的强度不足，而引起频繁的局部冒顶，荆笆和椽子的强度应能托住两棚间松散岩体的重量，根据理论计算和供应的材质，选用0.6m棚距对棚架设，使用荆笆质量必须可靠，做到强度高、编织密度大，不得出现露煤现象，另外、椽子直径不得小于4050mm，长度11.2m，打顶时做到荆笆搭接合理，椽子摆放均匀，每米按5根摆放，不得有露顶现象。B、“护底” 采煤工作面保证支护质量的前提条件是支柱不钻底，因此要求支柱对底板的压强小于底板比压，否则要穿木鞋，根据13021、13202工作面资料，木鞋的直径为200（P0/q）1/2=20024/（3.146）1/2=226(mm) 式中：木鞋直径 mm Po液压支柱工作阻力的80 q工作面底板比压 6Mpa本工作采用300mm的木鞋即满足护底的要求。若工作面局部不沿底，为保证初撑力，要求该段柱下站道木或大木鞋。（3）“稳”“稳”就是要求支架具有抵搞来自层面方向推力的能力，一旦顶板沿层面方向运动，支架能抵抗住，不至于被推倒，为防止复合顶板推垮型冒顶事故的发生，必须提高支柱的初撑力。按复合顶板的受力状态，算出防止游离岩块下滑时所需的初撑力。P初h（cossin/f）/n 2.52.5(cos11.70sin11.70/0.3)/2.45 4.7(t/根)46(KN/根)式中:P初支柱初撑力 t/根 h工作面直接顶平均厚度5.5m 直接顶岩层容重取 2.5t/m3 f煤岩层间磨擦系数 0.3 n 工作面支护密度根 2.45根/m2 a煤层倾角，取最大值15度工作面支柱初撑力必须保持在46KN以上，结全集团公司对采面的要求（大于55KN），矿工作面支柱初撑力必须大于55KN，方能防止推垮型冒顶事故。根据以上计算结果，选定本工作面的支护方式为：型钢梁配合单体液压支柱支护，最大控顶距为3.4m最小控顶距为2.4m,排距1m,棚距0.6m,对棚支护,放煤步距1m。2.2.1.3 顶板管理方法（1）采面支护根据采场支护设计的要求，本工作面采用DZ22型单体液压支柱配2.4m型钢梁对棚支护，其支护形式为型钢梁大垮度矩形断面支护，每对棚5根柱，即主梁一梁三柱，付梁一梁二柱，棚距（中中）0.6m,最大控顶距3.4m,最小控顶距2.4m，支柱支在梁端头，柱中距梁端保持0.2m，便于采煤、放顶煤及运输机管理，中排巷穿铁鞋，支柱迎山角1.52度，迎山距57cm。、工作面上、下安全出口支护上、下安全出口长3m，宽1m，高1.8m，采用6对