隐蔽致灾因素防治措施.doc

登电集团新玉煤矿隐蔽致灾因素防治措施二0一三年十二月十二日登电集团新玉煤矿隐蔽致灾因素防治措施 为进一步加强煤矿隐蔽致灾因素排查治理工作，提高煤矿隐蔽致灾因素探测技术与装备水平和安全生产地质保障能力，深入排查煤矿深层次的潜在隐患和问题,切实做到煤矿灾害综合治理超前预防实现源头治理，特制定以下隐蔽致灾因素防治措施：1.1 矿井概况登电集团新玉煤矿位于登封市告成镇王家门村，隶属于郑州登电煤业开发有限公司，企业性质为地方国有，属六证齐全生产矿井，矿区东西长约5500m，南北宽约4700m，由46个拐点坐标圈定，面积约10.8674km2。限采二1煤层，限采标高为+250m-400m。登电集团新玉煤矿是由登封电厂集团有限公司的新玉井田和玉皇池井田合并而成的，目前开采新玉井田，面积3.1788 km2。矿井于1997年12月开工建设，2004年2月竣工验收，正式投产，生产能力15万吨/年，2009年10月新建风井与斜井生产系统贯通，矿井通风系统由原来的中央并列式改变为中央分列式，主、付斜井进风，立风井回风。据河南省工业和信息化厅关于登电集团新玉煤矿生产能力核定结果批复（豫工信煤 2011 410号文）矿井的生产能力核定批复为21万吨/年。截止2013年上半年末矿井保有储量2702万吨，可采储量2036万吨，剩余服务年限27年。开采水平为-160。采用单水平上下山走向长壁后退式采煤法采煤，矿井正常涌水量160/，最大涌水量200/，井田水文地质类型为中等；根据2013年8月河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心对矿井进行瓦斯等级鉴定结果：矿井相对瓦斯涌出量5.76m3/t，绝对瓦斯涌出量2.62m3/min，属瓦斯矿井；煤层不易自燃，煤尘有爆炸性。1.2 采区划分井田共划分为11采区、22采区、12采区和21采区四个采区。其中，11采区和22采区已回采结束，现生产12采区，装备一个12021综采工作面，21准备采区共布置10个工作面；接替12021综采工作面的为21采区21041工作面，21041工作面设计走向长700m,倾斜长104m。1.3 工程地质1.3.1 二1煤层顶板根据井田地质勘探报告、生产矿井地质报告以及矿井近几年开采揭露情况：二1煤层位于上古生界二叠系下统山西组，煤层相对埋深374.6435.5m，煤厚沿走向NW和倾向WE呈波浪起伏，有厚薄相间现象。煤层顶板由于受滑动构造影响，二1煤层伪顶缺失，工作面回采期间仅局部见0.10.3m厚深灰至灰黑色泥岩、砂质泥岩，二1煤层与其直接顶粉砂岩直接接触，该岩层厚度2.3311.16m,岩性灰色，粉粒砂状结构，具裂隙，裂隙充填方解石脉，层面含大量白云母片及炭质。上接深灰色砂质泥岩，层厚在3.411.16m，局部偶含0.04m厚的二3、二2煤线，距二1煤层顶板10.5m左右；其上部为砂质泥岩和砂岩互层产出，由二1煤层顶板到五煤段间隔173.16226.67m左右，总体来说区内二1煤层顶板主要以细粒砂岩和砂质泥岩为主，中粒砂岩、粉砂岩及泥岩次之，其中，矿区西南部主要以细粒砂岩为主，矿区东北部主要以砂质泥岩为主。1.3.2 二1煤层底板根据区域地质资料和图纸显示结果，以及井下采掘巷道实际揭露区内二1煤层伪底大部分缺失，局部见有深灰色，块状构造伪底，产大量植物化石，厚度在0.10.6m之间，下接石炭系上统太原组深灰色粉砂岩，岩性粉粒砂状结构，遇地质构造裂隙发育，厚度2.85m，接粉砂岩下部为5.28m厚的灰色砂质泥岩，中间夹薄层菱铁质泥岩，富含植物化石，底部常为深灰色砂质泥岩，距二1煤层底板8.1314.5m左右，总体来说区内二1煤层底板主要以泥岩、砂质泥岩为主，局部地段为细粒砂岩、粉砂岩，含少量伪底炭质泥岩。1.4 地质构造1.4.1 断层井田受次一级构造西蒋庄北斜控制，地层走向北东70，倾向南东，整体呈一单斜产出，倾角1016。井田构造以断裂为主，并伴有箕山滑动构造，井田共发现有五条正断层，其中三条为区域断层，另两条为其分支断层。区域断层分为两组，走向均为NE向。王屯断层（F1）和徐庄断层（F17）为一组，倾向NW，两断层同期形成，时分时合，构成了井田南部边界，断层落差大于500 1000m，控制程度可靠；另一组为申家门断层（F4），倾向SE，落差60200m，为井田西北部和边界断层，在本井田范围内控制可靠。另两条断层位于井田东北部，均属申家门断层的分支断层，走向NE6070，落差060m，断层控制程度较为可靠，其中F42断层不在本井田开采范围内，对本井田无影响。1.4.2褶曲旗杆岭背斜该背斜轴部主要在本区南部边缘东南外围一线。轴面走向4055,轴面倾向SE，倾角约50。枢纽向NE倾伏,倾角10。两翼反倾；东南翼倾向SE，倾角1430；西北翼倾向NW，倾角33。该背斜长2000m。该背斜核部地层为3ch。该背斜西北翼多被F1、F33断层切割破坏；东南翼保存相对较完整。1.4.3 滑动构造箕山滑动构造（F76）分为F761下、F762上两个滑面。下部滑动面（F761）：分为南北两个滑面，南部滑面沿F17断层面发育，北部滑面沿F4断层面发育，而后两滑动构造面相交平面闭合，平面形态呈菱形分布。滑面浅部倾角70，向深部逐渐变缓，并最终在地层深部大致在二1煤层上部2560m处相连，剖面上呈“锅底形”。滑面内岩芯破碎，有明显擦痕、揉皱痕迹。滑面下盘即滑体主要由二迭系上下盒 子组成，总体为一向南东倾的单斜构造，倾角20左右。滑面上盘与滑面下盘之间有一定的交角。上部滑动面（F762）：滑面基本位于石千峰组地层底部，地表的露头基本沿石千峰组地层界延展，特征为呈波浪状近似水平漂浮在上石盒子组地层上，即形成所谓的“飞来峰”。滑面下盘即F761的上部滑体，滑面上盘为石千峰组地层，倾向南东，倾角1525。F761、F762滑动构造虽未延深到二1煤层，但局部地段影响到二1煤层厚薄不均匀性和顶板岩石力学强度。根据矿井地质规程，总体衡量矿井构造类型应属a类。地层产状变化不大，属b类。1.4.4 陷落柱、火成岩井田内无发现陷落柱、火成岩分布等。1.5 矿井未来规划根据矿井规划，未来三至五年主要采掘活动区域为新玉井田西翼下山21采区。1.51 未来规划区内地质构造该区域地层倾向南东，整体基本呈一单斜产出，总的地层走向北东60左右，倾角1026。另外本区由于发育有沿二1煤层顶板（称为下部滑动面）及平顶山砂岩底部（称为上部滑动面）滑动的箕山滑动构造，使得处于滑动面以下的二1煤层保存完整，除井田南北有两条较大的边界断层切穿煤层外，全区煤层基本连续，地质构造比较简单，以断裂为主。在21采区南部边界以外，发育有徐庄断层（F17），对采区开采无影响。箕山滑动构造（F76）对该区开采活动有一定影响。下部滑动面（F76-1）滑动面可分为南北两个滑面，南部滑面沿F17断层面发育，北部滑面大体沿F4断层面发育，两滑面在地表沿着F4与F17断层的走向延展，向西随着F4与F17断层在煤窑沟的相交而圈闭，向东北部滑面在0101孔及0203孔北200m沿许洛公路延展，最后在0302孔处与沿F17断层面发育的南部滑面圈闭，整个平面形态略呈菱形。南北两滑面在地层深部相连，大体是沿二1煤层上部的软弱层滑动，剖面上呈一“锅底形”，滑面倾角在浅部约70，向深部逐渐变缓。滑面之上普遍有一构造断裂带，主要是由于上、下盘间的磨擦、挤压形成的，各钻孔均可见岩芯破碎或有擦痕、揉皱现象存在。该滑动面下盘的基本构造即前已述及的单斜及各断裂构造，本次勘探的主要对象二1煤层即赋存于内，不再赘述。该滑动面上盘即滑体主要由二迭系上下石盒子组组成，总体为一向南东倾的单斜构造，地层走向北东，倾角20左右，其走向与倾向均与下盘地层有一定的交角。箕山滑动构造上部F76-2滑动面基本位于平顶山砂岩的底部，它的特征是近似水平而呈波浪状起伏，使新玉井田及其西部出露的大面积石千峰组地层成为一个个“滑片”，漂浮于上石盒子组地层之上，即形成所谓的“飞来峰”。而滑动面在地表的露头基本上是沿石千峰组地层的界线延展的，但因该滑动面在南北两侧也是沿F17、F4两断层的断层面发育的，故该滑面在井田西北王窑里沟附近与F4断层重合，而在井田南部祥峪沟附近与F17断层重合，然后它沿F17断层面向西延展，过了徐庄以后滑面又渐与F17分离，仍沿石千峰组地层的界线延伸，至邓家崖与沿F4断层重合的滑面圈闭，构成了一个完整的上部滑动面。受该滑动构造的影响，在21采区东南部发育有一薄煤带，同时，二1煤顶板处于箕山滑动构造主滑面的下盘，煤层顶板岩性多为灰色长石中粒砂岩，厚约15m，砂岩占虽为块状构造，但在不同程度上均已受力，强度较低，有泥化现象，个别孔见炭质泥岩伪顶。对采掘活动有一定影响。2. 区域水文地质 2.1 相邻矿井位置及开采情况井田内仅秦家门附近有两处老煤窑开采二1煤层，因未形成规模，无法考察。井田以北沿二1煤层露头登封电厂二煤矿为竖井开采，采用滚帮、放顶煤采法，密集支护。开采煤层均为二1煤层，煤层厚度较大，一般大于10米。均属低沼气矿井，井下水多来自第四系浅层水和风化带淋帮水，据现场调查，目前井田以北生产矿井均已报废，全部进行了回填。2005年登封市电厂二矿缩边区整合成河南地方煤炭集团鑫裕煤业有限公司。2.2 井田边界范围内的废弃井筒、各类钻孔、老窑、老空分布以及积水情况 登电集团新玉煤矿井田边界均以自然断层为井田边界，区内各类钻孔共32个，全部达到合格标准。2.3 地表采空区塌陷程度、范围和塌陷裂缝的分布情况矿井开采区内地貌类型为黄土丘陵，地形平均坡度约为450，局部坡度2540，相对高差224.9m，区内大面积被第四系黄土覆盖，沟谷纵横，区内沟谷发育，东南部多U形谷，西北部多V形谷，局部可见悬崖峭壁。地形地貌复杂程度为中等。开采二1煤层埋深在321662m，根据近几年对矿井开采期区内地面巡查，地面无塌陷及裂缝等情况。2.4 水文地质2.4.1含水层2.4.1.1 第四系松散层孔隙潜水含水层区内第四系厚025.81m，平均厚7.97m，岩性上部为黄土，下部或底部为砂砾石层，含孔隙潜水，水位标高277.7279.4m。该含水层的厚度、水位埋深及其富水性差别较大，其水源主要以大气降水为主，其水位、水量动态不稳，具有明显的季节性变化特征。2.4.1.2 二叠系石千峰组砂岩孔隙裂隙承压水含水层为碎屑岩孔隙裂隙承压水含水层，主要指平顶山砂岩，其层位稳定，分布广泛，层厚一般47.5573.27m，岩性主要为粗、中粒长石石英砂岩，厚巨厚层状，孔隙裂隙及小溶洞发育。区内出露下降泉三处，流量0.380.442L/s，水温14。凿于其中的民井也较多，水位标高不一，水位标高多在+283.8+426.7m之间。11502孔钻至41.77m深处的P2sh2时发生涌水，近似稳定水位标高+280.99m，涌水量1.50 L /s；11513孔钻至41.62m处的P2sh1也发生涌水，近似稳定水位标高+279.00m；11702孔钻至160.50m深处的P2sh1时也发生涌水，近似稳定水位标高+278.70m，涌水量2.95 L /s。据教学三矿井检孔1998年抽水试验，该层风氧化带的静止水位标高+341.22m，单位涌水量0.00241L/sm，渗透系数0.004453m/d，矿化度0.3g/L，水化学类型为HCO3MgK+NaCa型。该含水层富水性中等且较均匀，具有一定的供水意义，因距下部二1煤层较远，平均距离约573m，对采煤影响不大。2.4.1.3 二叠系上统上石盒子组砂岩孔隙裂隙承压水含水层为碎屑岩孔隙裂隙承压水含水层，主要由中、粗粒砂岩组成，其中七煤组底部田家沟砂岩比较稳定，厚度平均6.18m，区内11312孔P2s上部砂岩裂隙漏水，漏失量4.32L/h。近似稳定水位标高+344.50m。该含水层在井田内有出露，接受大气降水补给，与下部含水层水力联系较弱，一般富水性较差。另外距下部二1煤层平均约为358m，对采煤影响不大。2.4.1.4 二叠系下统下石盒子组砂岩孔隙裂隙承压水含水层为碎屑岩孔隙裂隙承压水含水层，由下石盒子组粗细粒砂岩组成，中隔泥岩、砂质泥岩，是一些互不发生联系的含水层。其中各煤组底部的砂岩较稳定，特别是三煤组底部砂锅窰砂岩发育较好，层位稳定，厚度2.7923.44m，平均9.71m，其余常在短距离内尖灭或相变。该含水层补给条件差，一般富水性较差，与下部含水层水力联系较弱。距下部二1煤层平均约为63.12mm，为二1煤层间接充水含水层。2.4.1.5 二叠系下统山西组砂岩孔隙裂隙承压水含水层为碎屑岩孔隙裂隙承压水含水层，以二1煤层上部的香炭砂岩、大占砂岩为主，平均厚度分别为5.28m 、8.44m。岩性为灰白色长石石英砂岩，钙质胶结，孔隙裂隙发育，含水较丰富，据邻区教学三矿井检孔1998年抽水试验资料，静止水位标高+229.46m，单位涌水量0.005L/sm，渗透系数0.01482m/d。国投新登郑州煤业有限公司3-5孔2009年11月抽水试验资料，静水位标高+218.54m，单位涌水量（q）为0.00049L/sm，渗透系数（K）为0.006494m/d，水化学类型为HCO3-（K+Na），矿化度为0.66g/L。该含水层距二1煤层08.50m，平均2.52m，为二1煤层顶板直接充水含水层。在矿井生产中，该含水层水多以滴水、淋水形式向矿坑充水。2.4.1.6 石炭系太原组上段灰岩岩溶裂隙承压水含水层该含水层由L7L9三层灰岩组成，其中L7和L8两层灰岩较发育，区内共有13孔穿过该层，厚度5.70(11902孔)25.36m（0010孔），平均厚10.31m。岩性为深灰色含燧石团块灰岩，裂隙发育。区内11514孔2002年抽水试验资料，单位涌水量小于0.000038L/sm，静水位标高+238.17m，水温21。邻区国投新登郑州煤业有限公司补1孔2009年9月抽水试验资料，静水位标高+166.61m，单位涌水量0.01470.0255L/sm，渗透系数0.12490.1924m/d，水化学类型为HCO3-CaMg型，矿化度为0.47g/L。该含水层距二1煤层底板1.0020.62m，平均7.92m，为二1煤底板直接充水含水层，对开采二1煤层有直接影响，是矿井疏排的首要对象。2.4.1.7 石炭系太原组下段灰岩岩溶裂隙承压水含水层由太原组下段L1L4灰岩组成，区内共有0012、12001、11303三个钻孔揭穿该含水层，厚度分别为21.17m、14.81m和9.85m。岩性为深灰色含燧石团块灰岩，岩溶发育，透水性强，富水性不均匀。据邻区11904孔1982年抽水试验资料，静水位标高+223.83m，单位涌水量0.347L/sm，渗透系数2.8m/d，水质类型为HCO3K+Na，矿化度0.511g/L。该含水层直接覆于一1煤之上，为一1煤层顶板直接充水含水层，距二1煤层底板22.7846.78m，平均40.55m，为二1煤层底板间接充水含水层。2.4.1.8 寒武奥陶系灰岩岩溶裂隙承压水含水层3ch白云质灰岩仅0204、12001、11303和新玉水井孔四孔揭露，揭露厚度分别为11.50、5.20、5.00和30.87m，岩性为灰色厚层状白云质灰岩。0204孔揭穿O2m灰岩，因断层错动，厚度仅8.65m。以上白云质灰岩和灰岩岩溶发育，富水性较强，二者水力联系密切，实为一个含水岩组。据区内新玉水井孔1996年抽水资料，水位标高+208.62m，单位涌水量18.17L/sm，矿化度0.19g/L，PH值7.85，水温19，水化学类型为HCO3CaMg。目前新玉水井孔水位标高为+213.60m。3ch白云质灰岩和O2m灰岩顶面均发育古剥蚀面，其中古岩溶发育，富水性强。据统计，本含水层距二1煤层57.9390.70m，平均69m，是二1煤层底板较富水的间接充水含水层。2.4.2 隔水层2.4.2.1 二叠系砂岩含水层之间的层间隔水层二叠系砂岩含水层之间，均分布有厚度不等的泥岩、砂质泥岩等泥质岩层，其岩性比较致密，不透水，阻隔了各含水层之间的水力联系，起到了层间隔水作用。2.4.2.2 二1煤层底板细碎屑岩隔水层指二1煤层底板至太原组上段灰岩顶界之界的岩层，岩性主要为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，厚1.00(11811孔)20.62m（0202孔），平均厚7.92m。该层在正常情况下有一定的隔水作用，但由于底板有效隔水层厚度很小，在采动过程中易发生隔水层破坏现象，特别是遇厚度较薄地段或受构造破坏地段，将会被下部岩溶水所突破，起不到隔水作用。2.4.2.3 石炭系太原组中段砂泥岩隔水层指L4灰岩顶界至L7灰岩底界间的碎屑岩段，主要由泥岩、砂质泥岩及粉砂岩组成，揭露厚度18.10(11303孔)25.80m（0012孔），平均厚21.87m，层位稳定，裂隙不发育，透水性差。正常情况下，能起到良好的隔水作用，可阻隔太原组上、下段灰岩含水层之间的水力联系。2.4.2.4 石炭系本溪组铝土质泥岩隔水层。上覆于寒武、奥陶系灰岩含水层之上，由本溪组铝土质泥岩组成，沉积连续，层位稳定，厚度为0.5022.22m，平均厚度9.95m，岩石致密，裂隙不发育，隔水性能良好，正常情况下可有效阻隔下部强含水层岩溶、裂隙承压水对一煤组、二煤组矿床充水的影响，但遇厚度较薄或构造破坏地段，隔水能力将会降低或失去隔水作用。2.5 矿井充水因素本矿区开采二1煤层时，大气降水和地表微量的水对矿床充水影响甚微。矿井充水水源主要为地下水。充水通道主要为裂隙，孔隙和岩溶。地下水主要包括二1煤层顶板砂岩孔隙承压水，二1煤层底板C2t L7-8灰岩岩溶承压水和断层构造破碎带裂隙承压水。三种水充水形式对应分别为顶板淋水，底板突水和断层透水。2.5.1 地表水：主要是河流、湖泊、水库和雨季降水，本矿区范围内无河流湖泊，但是有白沙水库，白沙水库库容为2.95108m3，正常水位标高221m，距本矿最短直距5km，故对本矿无影响；该地区年降雨量381.31059.6mm，平均606.2mm，降雨多在7、8、9三个月，本区地势西北高，东南低，山高坡陡，雨季山涝来势凶猛，但径流时间短，消失快，一般不会影响二1煤层安全开采。2.5.2 潜水潜水也称冲积层水，一般埋藏在地表以下1020m处的河沙、河石之中，即隔水层以上的重力水。其主要特征：直接接受大气降水的补给，补给和分布一致；潜水为自然水位，不承受静水压力，称无压水；潜水在重力作用下，由高水位向低水位流动为潜水；潜水的水量受季节影响，埋藏浅，水量不大时对矿井井下开采无影响。2.5.3 二1煤顶板水：从岩性分析，二1煤顶板以上为二叠系山西组，岩性主要为中细粒砂岩、泥岩、砂质泥岩，平均后71.44m，下石盒子组（P1x）厚254325m，主要为泥岩、砂质泥岩，粉砂岩、中细粒砂岩；上石盒子组（P2s）平均厚213m，主要岩性为泥岩、中细粒砂岩组成；上统石千峰组（P2sh厚）158m，主要为中粒石英砂岩，泥岩。以上四大组岩层厚600m以上，主要岩性为砂质泥岩、中细粒砂岩为含水层，泥岩为隔水层。2.6 地下水的补给、径流、排泄： 本区地下水的补给来源主要是大气降水和地表水的入渗。矿区南部旗杆岭背斜轴部出露大面积碳酸盐岩，岩溶裂隙发育。F1和马裕川河一线，构造裂隙发育，对雨水和地表水入渗十分有利。它们共同构成了本矿区地下水的主要补给区。矿区内其他碎屑岩裸露和松散层覆盖区，沟谷发育，地表迳流条件好，入渗条件差，地下水补给有限。本核实区构造线呈NEE向或近东西向，地势是南、北高中间低，西高东低。大气降水和地表水转化为地下水后，在重力作用下，由南北向中部、由西向东沿构造线运移，排往区外。区内地下水的排泄方式有二种，一是人工排泄，包括供水井的工农业供水和生产矿井的排水。二是自然排泄，包括向下游的迳流、排泄和以泉的形式自然外溢。顶板砂岩含水层往往存在构造裂隙，开采冒落带裂隙和孔隙等，富水、透水性中等，不易治理，是开采二1煤层首要疏干的对象。底板接石炭系上统太原组砂质泥岩以下为1.22.31m厚的L8灰岩，岩性为灰色，隐晶质结构，裂隙发育，距二1煤层底板8.8113.7m之间；下接1.01.2m厚的灰色泥岩，层状结构，遇水泥化膨胀，接泥岩以下为6.248.5m灰色L7灰岩，岩性为隐晶质结构，含较多燧石结核及条带，产蜓等动物化石，上部裂隙充填方解石脉，L7灰岩距二1煤层底板8.8113.7m之间，L7、L8灰岩为二1煤层底板直接充水水源。根据井下西轨道大巷和21采区轨道下山、皮带下山沿L7、L8灰岩掘进巷道揭露情况分析，L7、L8灰岩地质条件稳定时一般无水，遇到地层断裂产生的滑动构造、褶曲起伏变化较大断裂等地质构造时会有微量涌水现象，涌水量在15m3/h左右，涌水形式以自然溢流出现，无水压现象。下接石炭系上统太原组下段L1L4灰岩，厚度在9.8521.17m之间。岩性为深灰色含燧石团块灰岩，岩溶发育，富水性不均匀，距二1煤层底板22.78 46.78m，平均40.55m，为二1煤层底板间接充水含水层；下古生界奥陶系、寒武系灰岩顶面均发育古剥蚀面，岩溶发育，富水性强，距二1煤层57.9390.70m，平均69m，是二1煤层底板间接充水含水层。2.7 防治水台帐及图纸矿井设有地测防治水科及水文地质专业人员，严格依据煤矿防治水规定，对矿井涌水量观测采用浮标法和主水仓水位传感器，以及矿井排水泵工作时间对比分析；地面水文观测孔采用测绳定期观测，井下各出水点涌水量采用浮标法和容积法观测；建立了防治水15种防治水基础台账，并及时填绘图件。 2.8 矿区积水范围及探水“三线”要求矿区内目前存在三处采空区积水，分别位于下山22采区22061采空区，积水面积9600m2，东翼11采区11081采空区，积水面积4464 m2，东翼11采区11091采空区，积水面积4985 m2。现根据煤矿安全手册第五篇矿井防治水中的小窑老空积水计算公式计算二1煤层采空区积水量。计算公式：Q积=(KMF)/COS(m3)其中：Q积积水区积水量(m3)； K采空区的充水系数，取0.25； M采空区的平均煤厚(m)； F采空区积水的投影面积(m2)； 煤层倾角()。各采空区积水量估算结果见下表，经计算，井田内二1煤层采空区内积水总量共17962m3。二1煤层采空区积水量估算表采空积水区编号积水区水平投影面积（m2）平均煤厚（m）煤层倾角（）积水量（m3）积水区位置积196003.0067240下山22采区22061采空区积244643.8154390东翼11采区11081采空区积349854.93146332东翼11采区11091采空区合计1904917962根据煤矿安全规程和煤矿防治水规定要求，结合未来三年矿井采掘作业计划，确定沿22采区22061工作面积水范围外推60m为探水线，沿探水线60m为探水警戒线，采掘过程中严格执行探水 “三线”制度，打超前探、放水钻，并留设足够的防水保安煤（岩）柱，以避免发生老巷老空水突出溃水，造成淹井等水患。3. 瓦斯 3.1 钻孔瓦斯区内四个钻孔（0102、0205、11512、11811）采集了8个解析样，但解析样中仅有1个合格，故难以对本区瓦斯分带情况进行系统分析。另通过对矿区周边邻近煤矿瓦斯等级资料调查结果显示，也属瓦斯区域开采。3.2 矿井生产历史鉴定结果生产期间，2007年8月22日全矿井测定瓦斯相对涌出量为1.93m3/t，绝对涌出量为0.67m3/min，CO2相对涌出量为1.70m3/t，绝对涌出量为0.59m3/min测定结果为低瓦斯矿井。据河南省煤炭工业局（豫煤安2006839号）附件“2005年地方国有煤矿瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果汇总表”中瓦斯等级鉴定结果，本区瓦斯相对涌出量为6.20m3/t，绝对涌出量为2.04m3/min，CO2相对涌出量为1.18m3/t，绝对涌出量为3.59m3/t，亦属低瓦斯矿井。据河南省工业和信息化厅关于2009年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复(豫工信201066号) 附件“2009年度全省煤矿瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定审批结果汇总表”，全矿井瓦斯相对涌出量为5.10m3/t，绝对涌出量为1.77m3/t，CO2相对涌出量为3.57m3/t，绝对涌出量为1.24m3/t，省厅批复等级为低瓦斯矿井。据河南省工业和信息化厅关于2011年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复(豫工信煤2012153号) 附件“2011年度全省煤矿瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定审批结果汇总表”，全矿井瓦斯相对涌出量为1.89m3/t，绝对涌出量为5.83m3/min，CO2相对涌出量为1.49m3/t，绝对涌出量为4.60m3/min，省厅批复等级为瓦斯矿井（见矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量历年鉴定结果汇总表）。据2013年8月河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心对矿井进行瓦斯等级鉴定结果：矿井相对瓦斯涌出量5.76m3/t，绝对瓦斯涌出量2.62m3/min，属瓦斯矿井。3.3 瓦斯梯度及分布状况分析根据矿井开采历史揭露-100m水平以上绝对瓦斯涌出量 0.20.3%，根据2012年10月河南理工大学到矿对21采区二1煤层瓦斯基础参数测定报告显示：-200m-300m水平原始煤层瓦斯含量1.732.59m3/t，相对瓦斯压力0.18MPa之间，-300以下绝对瓦斯涌出量 0.50.6%左右，瓦斯梯度为每百米绝对瓦斯涌出量增加0.1m3/min,瓦斯赋存具有不均衡性，如在小断层附近及其尖灭端、厚煤带、瓦斯有可能陡增，在张性断层带附近，瓦斯则便于逸散。3.4 瓦斯评述总上所述，本矿井应属于瓦斯矿井。但是瓦斯赋存具有不均衡性，如在小断层附近及其尖灭端、厚煤带、瓦斯有可能陡增，在张性断层带附近，瓦斯则便于逸散。总之，在生产中应加强瓦斯地质工作，特别要加强瓦斯检测及通风工作，以确保安全生产。4. 工程地质4.1 松散岩层工程地质特征矿区内第四系岩性由粉砂质亚粘土、砂质粘土及耕植土组成，底部为砾石层，按照矿山井巷工程施工及验收规范（GBJ213-90）附录二围岩分类划分，第四系松散层为类，属不稳定岩层。4.2 二1煤层顶、底板工程地质特征二1煤层顶板主要以细粒砂岩和砂质泥岩为主，中粒砂岩、粉砂岩及泥岩次之，其中，矿区西南部主要以细粒砂岩为主，矿区东北部主要以砂质泥岩为主，顶板岩性分布情况见图：二1煤层顶板岩性分布图矿区内二1煤层底板主要以泥岩、砂质泥岩为主，局部地段为细粒砂岩、粉砂岩，含少量伪底炭质泥岩。底板岩性分布情况详见下图：二1煤层底板岩性分布图对照岩石物理力学性质试验结果和原煤炭部煤科字第429号文的分类方案，二1煤层顶板砂岩类多为中等稳定类顶板，泥岩类顶板为不稳定类顶板；对照原能源部1989年发布的缓倾斜煤层工作面底板分类方案，底板工程地质类型为松软类型。登电集团新玉煤矿二1煤层顶、底板岩石物理力学性质试验成果表 11514钻孔二1煤层顶、底板岩石物理力学性质试验成果表顶底板顶 板底 板岩性砂质泥岩细粒砂岩砂质泥岩石灰岩项目样数极值均值样数极值均值样数极值均值样数极 值平均吸水率（%）31.05-1.811.4930.31-1.040.7920.54-1.180.8620.52-0.550.54密度(g/cm3)干32.59-2.882.7032.12-2.622.6222.60-2.632.6222.66-2.682.67湿32.64-2.912.7432.63-2.652.6422.63-2.652.6422.68-2.692.68抗压强度(MPa)干247.9-58.953.4262.7-63.863.2233.533.5湿23.47-17.010.2257.2-59.258.2110.810.8148.848.8静变模量(103MPa)干29.14-12.310.7212.7-13.613.218.218.21湿212.0-15.313.6129.429.4170.770.7静泊松比干20.08-0.090.0810.110.11湿10.120.1210.220.2210.370.37抗拉强度(MPa)干3395-4854.4422.30-5.994.1425.72-7.536.63湿2060-0670.6331.86-4.433.1312.192.1914.114.11饱和三轴C(MPa)0.912.29()54.755.6 风井检查孔二1煤层顶、底板岩石物理力学性质试验成果表顶底板顶 板底 板岩性砂质泥岩、泥岩细粒砂岩、中粒砂岩砂质泥岩石灰岩项目样数极值均值样数极值均值样数极值均值样数极 值平均吸水率（%）111.17-4.861.9750.82-3.942.1230.80-0.860.8310.090.09颗粒密度(g/cm3)112.69-2.732.7152.68-2.712.7032.68-2.692.6912.642.64块体密度(g/cm3)112.49-2.692.6252.62-2.692.6532.60-2.622.6112.612.61变形模量（天然）(103MPa)113.25-22.4011.84532.60-39.1035.80322.10-23.0022.5312.692.69泊松比（天然）110.13-0.380.1950.15-0.170.1630.25-0.260.2610.160.16抗压强度(MPa)1111.50-43.0027.53544.40-81.0062.36332.70-42.0038.27133.4033.40抗拉强度(MPa)110.93-2.431.7153.28-5.954.3932.27-2.322.2913.303.30抗剪强度（天然）C(MPa)111.50-6.004.1754.20-8.006.6034.00-5.004.5012.002.00(度)1137.20-50.0044.63555.20-57.5056.58342.30-46.0044.17148.0048.00综上所述，新玉煤矿现生产矿井顶板多为砂岩、砂质泥岩，底板多为砂质泥岩、泥岩，稳定性均较差，一般开采中底鼓现象特别严重，侧压、顶压都较大，顶底板均难于维护、管理，在开采过程中应注意加强顶底板的管理工作。4.3各类工程建筑中的地基稳定性评价地面除邻矿开采地下煤层外，区内耕地分布于坡度较缓的山梁及宽缓沟谷中。矿区及附近分布有侯家门、王家门等自然村落及集镇共计16个，当地居民以农业人口为主，大多数以务农为生，周边其它主要人类工程活动主要是农业耕种与道路工程，自然发生的崩塌、滑坡、泥石流及地震等物理地质作用对人类工程建筑和地质环境影响较小。另一重要人类工程活动为道路工程，许（昌）洛（阳）省级公路从矿区东北斜穿而过，矿区中南部郑庄到徐庄之间有一双向四车道水泥公路。除此之外，行政村之间还有“村村通”公路相连，各自然村之间有生产路相通，路网密布。5. 防治措施5.1 地质构造方面1) 在断层和井田边界附近严格按照煤矿安全规程和煤矿防治水规定留设断层、边界等安全保护煤柱，严禁开采防隔水煤柱等。2) 结合矿井实际，在现有开采技术、装备、方式方法的基础上，研究更加适合煤矿生产实际需求的探测装备和方法。3) 利用地质物探、钻探、巷探等相结合的探测方法，研究和掌握褶曲、滑动构造地质变化规律，以便正确指导安全生产。4) 在地压显现明显地段施工，采取小断面掘进超前支护卸压，再大断面永久支护措施。5) 巷道掘进过程中严抓工程质量标准，提高巷道支护质量，并根据煤岩层变化打大直径卸压钻孔卸压，使煤体卸载、压力转移。6) 新开巷道采用小直径椽子打顶背帮，在两帮开卸压槽释放矿压，使其减少对巷道支护的破坏程度和维护费用。7) 采掘过程中避免孤立煤柱形成应力集中区，尽量将主要巷道和硐室布置在底板岩层中，回采工作面采用全部垮落法管理顶板。8) 采掘过程中遇有断层和采空区时，应尽量采用由断层或采空区开始回采的开采顺序，避免相向采煤，回采线尽量呈直线，且有规律地按正确的推进速度开采。9) 对煤层破碎地区采掘时，在工作面前方用高压水注入煤层，从而压裂煤体，使其结构破坏，从而达到降低承载能力，通过小流量、低压力、长时间的方式进行巷道内超前注水降低煤体的弹性和煤体的强度。10) 对顶板坚硬不易垮落地区采用煤层注水降低顶板的强度，减少顶板的弹性潜能，使坚硬顶板随采随冒，使煤体支撑压力的峰值位置向煤体前方转移。11) 岩巷掘进采用巷两帮墙基础处打与巷道底板呈45夹角对拉锚杆，抵制和减少巷道两帮下侧矿压底鼓。 12) 在生产过程中，加强矿井相关地质资料的收集、整理、分析，指导安全生产。13) 建立和培养煤矿地质专业人才队伍，使煤矿地质预报工作能够超前指导生产实践活动。14) 探索在各类地质构造及地应力集中区巷道支护新技术、新材料和新工艺，加强顶底板工程地质条件的研究，定出合理的顶底板稳定等级，以确保管理有据，安全生产。15) 在生产中加强巷道支护和安全检查工作，做到以质量保安全、以质量促生产。16) 结合矿井采掘实际情况综合分析各种灾害威胁程度。17) 定期开展专项隐患排查治理活动，严格按照“五定”原则落实制度措施。5.2 水害防治5.2.1 顶板水本矿二1煤层顶板直接含水层为其顶板砂岩裂隙水含水层，以二1煤层上部的大占砂岩、香炭砂岩为主，由于该层含水层含水性弱，补给量不充足，在生产中顶板多为淋水、滴水状态，对开采影响不大，在做好以疏排为主的同时，还采取以下保障措施。1) 利用瞬变电磁超前物探探明采掘前方低阻异常区，成立专业探放队伍，利用大钻超前探、小钻范围探的方法，摸清和查明低阻区存在位置。2) 结合附近巷探和物探结果，综合分析、评价顶板水存在的可能及危险程度，制定切实可行的顶板水害防范措施，确定探放水实施方案。3) 严格落实探放水工作制度和矿井水害防治领导责任和落实、监督责任，真正把水害防治工作作为“一把手”工程落实。4) 根据采掘实际和综合分析水量，建立和完善工作面防排水系统和放水措施。5) 确定探放水期间各级各部门主管和兼管责任，把水害防治工作做到人人肩上有担子，个个头上有任务。 5.2.2 底板水本区二1煤层底板隔水层为泥岩、砂质泥岩，L1-4灰岩水和寒武系、奥陶系灰岩水，富水性强，水压大，局部有效隔水层厚度局部受地质构造影响，在采动过程中易发生隔水层破坏经L7-8灰岩裂隙发生底板出水。因此应充分认识到煤层底板水出水危害，在矿井生产过程中，要做好防治水工作，特别加强回采底板出水点涌水量观测，及时掌握和了解工作面及其附近出水点的水量、水位变化，坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的十六字原则。1) 利用瞬变电磁超前物探探明采掘前方低阻异常区，成立专业探放队伍，利用大钻超前探、小钻范围探的方法，摸清和查明低阻区存在位置。2) 结合附近巷探和物探结果，综合分析、评价顶板水存在的可能及危胁程度、影响范围，制定切实可行的底板水害预防和防治措施，确定探放水工作实施方案。3) 严格按照“整体研究，逐段分析，因地制宜，先易后难”的方针，制定不同区域的水文地质防治水方案。4) 根据物探和钻探结果，确定区域或局部疏水降压、底板加固和疏堵结合等水害防治措施。5) 严格落实探放水工作制度和矿井水害防治领导责任和落实、监督责任，真正把水害防治工作作为“一把手”工程落实。6) 根据瞬变电磁物探结果和综合水文地质情况分析，对物探低阻异常富水区采取以疏放为主，疏堵结合的综合水害防治措施。7) 根据采掘实际和综合分析水量，建立和完善工作面探放水期间和预防性的防排水系统和防范措施。8) 确定探放水期间各级各部门、主管和兼管责任，把水害防治工作做到人人肩上有担子，个个头上有任务。9) 施工过程中必须坚持“预测预报、有疑必探、先探后进”、“物探先行、钻探验证、大钻探、小钻验”防治水原则。10) 机电科及时与生技科沟通，合理制定工作面掘进和回采期间的排水路线，保证工作面排水系统正常运行。11) 培训科及时与安监科沟通，确定工作面掘进和回采期间水害避灾路线，培训科及时做好水害知识专项职工教育培训，安监科按预定避灾路线巷道内安装指示水害避灾路线方向的板牌。12) 设立防治水机构，配备专职技术主管，全面负责防治水工作，并成立专业水文观测小组，定期对井下各涌水点的涌水量进行观测，记录存档。13) 结合矿井有关水文地质资料，定期对井田范围内和邻近区域近期降水及地下水补给情况进行全面调查，充分掌握含水层和采空区积水及导水断层分布和导水性情况，根据调查分析情况，确保积水区的警戒线、探水线并确定禁采范围。14) 利用安全例会，对井下一线职工进行透水预兆、井下各地点水害避灾路线、应急措施和处置方案等实际性常识常规专业培训。 5.2.3 断层水防治措施在回采断层附近块段时，严格按照煤矿安全规程和煤矿防治水规定留设断层、边界等安全保护煤柱，防止水进入采掘工作面，造成水害。5.2.4 老空水防治措施矿井在生产过程中，要做好老空水害的防治，避免或减少事故的发生，必须采用“教育引导”与“严格管理”双重措施，具体措施如下：1) 教育职工熟悉突水征兆，即牢记：煤层发潮、变软、色暗无光彩、挂汗、工作面气温降低，或出现雾气或有硫化氢（俗称臭鸡蛋味）气味等，这些都是可能出水的征兆。2) 对已经探明的积水区，采掘工程接近时，要事先划定警戒范围，并安排好应急水仓、排水设备等，制定好安全措施后、再进行探放，待彻底排空积水后，才允许掘进或回采。3) 对未知积水区，要严格执行“有掘必探，先探后掘”的原则，坚持探放水制度，绝不能“未探先掘”。4) 严格保护各类煤柱，尤其是边界防水煤柱、断层和采空区防水煤柱。5.2.5 地表水防治措施1) 掌握当地历史降水量和最高洪水位资料，重点加强雨季三防工作，若出现暴雨或洪水时，及时巡查并撤出井下人员，必须制定相应的防洪措施并严格执行，防止地表水渗入到井下发生淹井事故。2) 定期检查泄洪沟、排水沟等设施完好情况，发现淤积排水通道时，及时进行清理，保证地表水通畅下泄。3) 定期检查地面废弃井筒及塌陷裂隙并应及时充填轧实，对于废弃的井筒，必须进行密闭，浇注一个大于井筒断面的坚实的钢筋混凝土盖板减少大气降水对矿坑的补给。4) 对于容易积水的地方应修筑沟渠，排泄积水。修筑沟渠时，应避开煤层露头、沟缝和透水岩层。特别低洼地点不能修筑沟渠排水时，应填平压实。5) 组织检修供电线路、备用机组、避雷装置、机电设备，保证其畅通、完好、灵敏可靠。6) 清挖井下水仓及排水沟，检修排水设备、排水管路，保证其完好可靠、安全运行、储水系统畅通。7) 调度室必须坚持24小时值班，及时收听天气预报，天气异常时，立即汇报防汛领导小组，采取有效措施，预防事故发生。5.3 瓦斯防治1) 矿井建立瓦斯防治工作组织机构，健全瓦斯管理各项制度，并切实贯彻落实。2) 按要求配备有足够的专职瓦斯检查员和瓦斯检测仪器，瓦检员定期进行培训，实行持证上岗，瓦斯检测仪器定期校验并由有资质的检测机构鉴定。3) 对井下作业地点采用机防和人防监测监控双重管理，杜绝停风、微风、无风和瓦斯超限作业现象。4) 编制瓦斯检查记录手册、交接班制度，制定并执行瓦斯巡回检查制度、请示报告制度、现场瓦斯管理制度、瓦斯日报审阅制度、“一炮三检”和三人连锁放炮制度，严格落实瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，做到瓦斯检查“三对照”，杜绝空班、漏检、假检现象，发现瓦斯积聚及时处理。5) 严格落实矿长是煤矿瓦斯防治工作的第一责任人，严格执行瓦斯日报、瓦斯监测日报矿长、矿总工程师签批制度。6) 严格执行瓦斯超限制度，按照规程规定：矿井总回风巷或一翼回风中瓦斯浓度超过0.75%、采区回风巷与采掘工作面瓦斯浓度超过1%时必须停止工作，撤出人员。采掘工作面风流中瓦斯浓度达到1%时必须停止电钻打眼；放炮地点20m内瓦斯浓度达到1%时严禁放炮；电动机附近20m内瓦斯达到1.5%时必须停止运转、撤出人员、断电电源进行处理。7) 建立完善的安全（瓦斯）监测系统，确保其24h正常运转，并确保瓦斯、风速、风门开闭、局扇开停传感器正常工作。8) 制定符合煤矿安全规程要求的防治瓦斯积聚措施和瓦斯排放措施。必须从采掘生产管理上采取措施，防止瓦斯积聚，对所有局部冒顶区