水沟煤矿概况 - 图文

风水沟煤矿矿产资源储量检测年度报告 第一章 绪 论

风水沟煤矿概况

平庄能源股份有限公司风水沟煤矿于1979年1月开工建设，1985年11月30日投入生产，矿井设计能力90万t/a，2005年改扩建设计能力210万吨/年。

一、交通位臵

本矿井位于内蒙古自治区赤峰市东33Km，行政区划属赤峰市元宝山区风水沟镇管辖，隶属平庄能源股份有限公司。井田地处元宝山煤田东北端部，距元宝山矿约10Km，西南部与老公营子煤矿、元宝山露天煤矿毗邻，京(北京)-通(通辽)铁路线从矿区工业广场西南侧通过，并设有东站。矿区专用铁路线与叶赤线的元宝山东站及京通线的安庆沟车站连通。矿区公路四通八达，可直通赤峰、锦州、沈阳等地，交通极为方便。

二、地形地貌及水系

矿区属于由第三系玄武岩构成的三阶台地，地形相对平缓，台地边缘，第四系”V”字形冲沟发育。矿区工业广场附近标高为+480m-+490m左右，井田相对地面标高为+570m-+600m左右，最高点老磁坑为+653.9m。

三、气象

本地区属大陆性气候，寒冷干燥，春、秋、冬季多风，最大风速18m／s，风向西，年最高气温42.5℃，最低气温-31.4℃；年降雨量最大564.0mm，最小降雨量205.9mm；年蒸发量最大2315.3mm，最小为1611.7mm，冻结期一般为十一月至翌年四月，最大冻结深度1.97m，一般积雪厚度为5-10cm。

四、井田范围

风水沟煤矿井田边界南起8号煤层露头，北至煤层可采边界，东起号F40断层，西至F1断层，平均走向2.4km，倾斜宽3.2km，面积7.6725km。

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第二节 开采现状

一、矿井设计概况

该矿井初步设计由原平庄矿务局设计处提出，经辽宁省原煤炭工

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业局批准，原煤炭部设计管理局以正式文件批复初步审查意见。矿井设计能力90万吨/年，服务年限127年。矿井开拓方式为：平硐-盲斜井分区分水平开拓，以F38断层为界划分两个采区。F38断层至F40断层+350m以上为一采区，设计生产能力60万吨/年，F38至F1+339以上为二采区，设计生产能力30万吨/年。

该矿井于1979年1月开工，二采区于1984年12月28日移交生产，先后移交三个工作面。一采区1985年11月30日移交生产。建设期间实际完成井巷工程量总长25808.62m，移交之前对一采区的工作面进行了试采，对东翼进行了探放水。

风水沟煤矿二水平开拓延深设计1999年4月由风水沟煤矿完成，平庄矿务局以平局发［1999］43号文批复。2003年1月风水沟煤矿以风矿发［2003］2号文提出《关于风水沟煤矿二水平开拓延深设计局部变更的请示》，平煤公司以平煤发［2003］14号文予以批复。

风水沟煤矿一采区进行二水平开拓延深，通过充分论证和精心设计，对一采区进行开拓布臵改造，优化了提升、运输、通风、机电等生产系统，设计生产能力90万吨/年，并通过大力推广运用先进生产工艺和设备，减面提效，矿井生产能力有了大幅提高。

根据平煤集团公司总体发展规划及风水沟煤矿的具体情况，平煤公司2005年提出对风水沟煤矿实施改扩建，以平煤函［2005］26号文委托中煤国际工程集团南京设计研究院补充编制《风水沟煤矿改建初步设计》。本次改扩建规模为210万t/a。

风水沟煤矿《改扩建初步设计》、《安全专篇》由中煤国际工程集团南京设计研究院于2005年底设计完成。《初步设计》由内蒙古自治区煤炭工业局以内煤局字［2005］201号文批复，《安全专篇》由内蒙古煤矿安全监察局以内煤安一处字［2006］9号文批复。设计生产能力为210万吨／年，其中一采区设计能力165万/年，二采区设计能力45万吨/年，矿井设计服务年限34年。设计矿井改扩建工期自2006年1月至2007年6月完成，现矿井已全部完成改扩建工程，矿井具备210万吨生产能力，正进行改扩建竣工验收准备及下一步进行生产许可证

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变更。（工业广场布臵见图2-1，矿井开拓系统见图2-2）

二、煤矿生产情况 1、开拓方式

矿井开拓方式为平硐-盲斜井分区分水平开拓。井田以F38断层为界划分两个独立采区，F38断层以东为一采区，F38断层以西为二采区。一采区内采用煤层下山双翼开采，各煤层之间采用石门或斜巷联系。二采区采用煤层下山双翼开采，深部采用水平集中巷倾斜开采。

一采区主、副平硐见6煤层后布臵一水平暗斜井，一水平标高+337m，在一水平布臵+337回风石门和+347运输石门，石门从6煤穿至3煤，开采+337水平以上煤层，在+337水平设排水系统。一水平布臵2条暗斜井（轨道和皮带）和2条回风斜井，满足一水平运输通风要求。截至2002年，一水平基本采终，开始转入二水平开采。

一采区二水平标高+190m，由一水平在6煤层做3条下山（轨道、胶带输送机、回风下山）到+190水平，然后施工+190 辅助运输石门和+200 主运输石门到5煤组，沿5煤组施工轨道和胶带输送机下山，通过5煤轨道下山布臵运输斜巷，运输斜巷穿4、3煤组，实现3、4、5煤组的联合布臵。目前已施工完第一、第二运输斜巷。二水平开采+190水平以上煤层，在+190水平设有排水系统。目前二水平为生产水平。+190m以深为三水平，目前未进行设计。

二采区共用一采区一段副平硐后施工+489m二采区平硐，煤炭和辅助运输全部利用二采区平硐。

二采区一水平标高为+310，一水平布臵3条斜井，1条为回风斜井，1条为轨道斜井，1条为皮带斜井，皮带井利用489煤仓与二采区平硐联系。目前开采水平为二水平5煤组。

二采区二水平延深现已施工两条到达6煤组的主运输及辅助运输斜巷，6煤组290排水系统已形成，目前二水平6煤开拓巷道正在施工。

2.提升运输

矿井现有平硐三条，通往一、二采区。一采区主平硐采用STJ1000/160型强力胶带机做为主运输，副平硐辅助运输采用

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ZK10-6/550架线电机车牵引1T矿车或材料车。主盲斜井运输采用强力胶带机，副盲斜井辅助运输在一水平采用JKB-2/20A型提升绞车，二水平采用JKY-2/1.5B型液压提升绞车。二采区主运输在平硐采用ZK10-6/550型架线电机车牵引3T底卸式矿车，主斜井采用胶带机运输，副斜井辅助运输为JK-2/20型提升绞车。在水平石门主运输采用强力胶带机，辅助运输采用CXT-5/6蓄电池电机车。

主运输系统：

一采区：工作面煤炭--工作面运输巷皮带机--第二运输斜巷--+225煤仓--二水平+200石门--+200煤仓--二水平皮带下山--340煤仓--二水平运输斜巷--347煤仓--一水平皮带下山--489煤仓--主平硐皮带--地面。

二采区：工作面煤炭--工作面运输巷--二水平集中运输巷--二水平5煤皮带下山--339石门--339煤仓--皮带井--489煤仓--平硐--地面。

辅助运输系统：

一采区：材料、设备--一区副平硐--489车场--一水平轨道下山--337车场--337石门--3煤下山--工作面风巷

二采区：材料、设备--二区主平硐--489车场--副井--310车场--310石门--二水平5煤轨道下山--工作面风巷。

3.通风系统

矿井通风方式为中央并列抽出式。一、二采区采用分区抽出式通风，有独立的通风系统。一采区有斜风井两个，安装有2K58N028D轴流式通风机，电机功率280KW；二采区有斜风井一个，安装有4-72-11N0-20B离心式通风机，电机功率55KW。分别由平硐、皮带下山、轨道下山、主石门入风，由辅助石门、回风下山、风井回风。

4.排水系统

一采区设有一水平+337水仓，甲乙仓总容量1320m,安装MD155-30/84*9主排水泵3台；二水平设有+190水仓，担负二水平排水，甲乙仓总容量1880m,安装MD155-30/84*9主排水泵3台。二采区

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设有二水平6煤+290水仓，甲乙仓总容量520m，设有MD155-30/84*10主排水泵3台。矿井水通过管路排至地面。

5.采掘工艺

采煤方法：走向（倾斜）长壁下行分层后退式采煤法。 回采工艺：综采或综放。

一采区综采工作面：装备MG250/600-WD1采煤机组，QY200-14/31掩护式液压支架， SGZ764/400刮板运输机，SZZ764/160型运输转载机，PCM110型破碎机。工作面长度170-180m，采高2.2-2.8m。

综放工作面：装备MG250/600-WD1采煤机组，ZF3200/14/27H支撑掩护式液压支架， SGZ764/400刮板运输机，SZZ764/160型运输转载机，PCM110型破碎机。工作面长度180m左右，采高2.5m。

二采区综采工作面：装备MG150/375-W型采煤机，SGZ-630/264刮板运输机，ZY1770/12/26掩护式液压支架，运输顺槽转载采用SGW-150刮板机或SZB-730/75转载机，PEM-1000*650破碎机，SDJ-150胶带输送机。工作面长度130-170m，采高2.0-2.5m。

掘进工艺：综掘或炮掘

综掘：采用S100型或S55型综掘机掘进，巷道内运煤采用SDW-40T刮板运输机，SDJ-44型（带宽650mm）、SDJ-80型（带宽800mm）或SDJ-150型皮带机，辅助运输采用JD-11.4型、JD-25型调度绞车或KWGP-40/600J型无极绳牵引普轨卡轨车。

炮掘：采用爆破落，装煤（岩）采用ZMZ-17型装煤机（装煤）或P-30B耙斗机（装岩），巷道内运煤采用 SDW-40T刮板运输机，SDJ-44型（带宽650mm）、SDJ-80型（带宽800mm）或SDJ-150型皮带机，辅助运输采用JD-11.4型、JD-25型调度绞车或KWGP-40/600J型无极绳牵引普轨卡轨车。

巷道支护在岩巷中采用U型钢支架喷砼或锚网、U型钢支架、喷砼联合支护，在煤巷以梯形金属棚支护及锚网钢带支护为主。

6、生产格局

矿井现生产格局为“两综”，一采区有综采队一个，二采区有小采高

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综采队一个。一采区综采队有综采支架两套，综放支架一套，根据不同煤层条件选用不同回采工艺。二采区综采队有综采支架一套，不设准备工作面，自采自准。

2006年度全矿原煤产量202.67万吨，其中一采区162.75万吨，二采区39.92万吨。一采区综采队在2004年原煤产量达到115万吨，成为集团公司首个年产突破百万吨综采队，2005年综采队产量159万吨。全矿原煤生产走上了稳产、可控、高效的道路。

风水沟煤矿现有掘进队3个，其中一采区2个，二区1个，担负着全矿的开拓、准备、回采巷道掘进施工及巷道维护任务。

风水沟煤矿2005年被国家煤炭工业协会评为：“行业级高产高效矿井”、“科技进步十佳矿井”称号。2004年我矿为了规范安全质量管理水平，依据GB/T19001-2000和GB/T2800-2001标准，建立本矿的质量·职业健康安全一体化管理体系，并于2006年通过国家认证。

7.矿井安全监控系统

本矿井2005年4月装备安全与生产监测监控系统，设备选用KJF2000型煤矿安全监控装臵。传输接口设备型号： KJFS-1型。

监测主机为工控机，双机热备份；大屏幕彩显；打印机1台；监测、监控分站设备型号：KJFT-2型分站32台。矿井监测监控设备主要设臵在回采工作面、掘进工作面、回风巷、胶带运输巷、矿井主要机电设备硐室、井下变电所、压风机房、通风机房、主要通风机的风硐、副井绞车房等。

每个回采工作面设甲烷传感器2个，一氧化碳传感器1个，烟雾传感器1个，温度传感器2个，风速传感器2个，开停传感器2个，远程断电开关1个。

每个掘进工作面设甲烷传感器2个，一氧化碳传感器1个，温度传感器1个，风速传感器1个，局部通风机和电源开关处各设开停传感器1个，远程断电开关1个。

机电硐室设温度或烟雾传感器，传感器在超限时报警。 煤流中的各类装备、转载点和装煤点设有烟雾传感器。 测风站设温度传感器一个、风速传感器1个。风速传感器设臵在准

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确计算测风断面的地方。

矿井主要通风机硐室、主要通风机的风硐设臵压力传感器和风速传感器；通风机设开停传感器；传感器在超限时报警。

二、矿产资源储量利用情况

根据《矿井储量规程》及平煤集团公司《生产技术管理规定》的要求，矿井完善了管理制度，配齐储量管理人员，严格储量管理工作，提高矿井煤炭资源回收率。但由于受地质条件和开采技术水平的限制，矿井回采率还未达到设计规范要求。

矿井开采条件的特殊性主要表现在：

1.采区采用双翼开采工作面走向长度短，走向长在300-500m之间，造成工作面频繁搬家，工作面边界及采终煤柱多；

2.工作面采动影响范围大，巷道维护困难，造成下山煤柱及区段煤柱加大。

3.煤层厚度走向变化大，没有合适的回采工艺，在回采时造成丢顶、底煤，增加了厚度损失。

4.煤层顶板为胶结不良的松软砂岩，极易冒落，需采用煤皮假顶，这也造成回采率降低。

5.煤层中小断层发育，影响工作面的正常布臵及回采时期的生产管理，造成损失煤量增加。

近几年为了提高采区回采率，矿井在管理及开采技术等方面做了很多工作，取得了良好的效果。

1.优化工作面设计，合理确定工作面参数，增大工作面倾斜长度和走向推进长度，减少不合理煤柱及边角煤损失。

2.推广采用沿空送巷技术，减少区段煤柱损失。

3.更新综采支架，选择适合矿井开采条件的架型，减少煤皮假顶损失，根据煤层厚度变化调整采高，提高了采区回采率。

4.通过开采技术装备水平的提高，降低最小开采煤层厚度，提高了煤炭回收率。

5.淘汰落后的拱型院、炮采及高档普采等回采工艺，全部改为综

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采，减少开采损失。

6.在厚煤层中采用了综放开采工艺，减少了分层开采煤皮损失，同时对回收上分层浮煤有利。

矿井历年开采情况统计表 表2-5

年 度 1985 1986 1987 1988 1989 1990 1991 1992 1993 1994 1995 1996 1997 1998 1999 2000 2001 2002 2003 2004 2005 2006 动用量(万吨) 18.40 70.80 97.70 92.90 94.5 97.6 129.6 147.9 107.4 143.1 97.8 131.7 169.1 138.7 144.8 211.3 216.2 199.9 210.7 271.2 277.84 254.2 损失量(万吨) 11.70 43.6 47.80 48.10 42.4 44.6 63.0 64.4 46.3 80.3 44.0 55.1 81.8 57.8 67.5 98.3 105.6 88.2 87.4 100.3 94.92 74.4 实 际回采率% 36.4 38.9 51.1 48.2 55.1 54.3 51.4 56.5 56.9 43.9 55.0 60.9 60.7 60.2 60.1 60.6 60.8 61 62.1 63 65.8 70.7 规定回采率% 60 60 60 60 60 60 60 61 62 62 64 二、井田构造

本井田在构造上属于南荒向斜的东南翼，南荒向斜被露天F1号断层斜切；本井田是断层东南侧抬起剥蚀后的保留部分，煤层呈以倾没背斜为主体的背斜构造，轴向北30°东，在F38断层附近。煤层的走向呈弧形，从东到西由近南北转为近东西，倾向变化为东-北东-北，倾角6°-30°，倾角的变化规律是浅部陡，中部缓，深部又陡。浅部一般

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15°-21°，中部局部平缓，仅为4°-6°，深部为10°-15°。

全井田落差大于20m的断层22条，伴生小断层较发育，均为正断层，大都为近倾向和斜交断层。

第三节 煤层与煤质

一、煤层 1、煤系地层

本井田煤系地层为晚侏罗系元宝山组，含煤系数由南向北逐渐降低，由厚分岔变薄，最后尖灭。一般厚440m左右，全区变化不大。按其岩性组合可分上、下二段，下段由二煤层以下至杏园组泥岩顶界为主要含煤段。岩性以砂岩、泥岩、炭质泥岩为主，含可采煤层七组十八层，厚350m。

上段二煤层以上， 岩性为细砂、粉砂岩，含不可采薄煤层，一般厚90m左右，与白垩系砾岩不整合接触。

煤系地层变化规律，岩性大体上是上细下粗，横向变化看，东南岩性粗，向西北变细，煤层随之由集中到分岔尖灭。

2、煤层

本井田含煤段总厚度350至440m，含可采煤层七组十八层，可采煤层最大累计厚度67.46m(74270孔)，含煤系数为16.8%。5-1C、6-3B、3-2、5-1A煤层为井田主要开采煤层，其余各煤层次之。各煤层编号由上而下依次为：2、3-1、3-2、4-1、4-2、5-1A、5-1B、5-1C、5-2、6-1A、6-1B、6-1C、6-2A、6-2B、6-3A、6-3B、7、8，共十八个可采煤层。（各煤层特征见表3-3。煤层厚度及间距分区统计表见3-4）

3、煤层总体赋存规律

该井田煤层赋存规律以7512、检5、补23、7519各孔连线为界，以东2、3-2、4-2、5-1C、5-2、6-3B、7、8各煤层结构相对简单，沉积厚度大而稳定，以西2、5-2、7、8三个煤层没有分叉，其余4层逐步分叉，结构相对复杂。3-2、4-2煤层叉为两个煤层，5-1C叉为三个煤层，6-3B叉为七个煤层，并逐渐变薄乃至尖灭。74207钻孔附近为本井田聚煤中心，以此孔为中心向北东、北、北西延展，煤层呈有规律地渐次叉开，尤以向北方向最具代表性，其形态呈马尾状分散叉开，

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这些分叉的煤层最后变薄并尖灭。井田按煤层稳定程度确定为二型，即较稳定煤层。

4、各煤层的分布特点和顶底板岩性

2煤层：主要分布于一区，二区不可采，煤厚1.5-4.12m，全层夹石5层1.48m，7519、7523孔连线以北不可采在补11号孔，本煤层无夹石，但向北延展随之出现夹石，继之煤层又分为上下两部分，上面一部分为数个不可采薄煤层，下面是一个1.5m左右的简单煤层，由浅部到深部，由东部到西部厚度变化比较明显，不太稳定。顶板为泥岩、砂岩，底板为粉砂岩。该煤层较稳定。

3-1煤层：从3-2煤层叉出，面积小，厚度薄，全层夹石3层2.45m，仅局部见可采点在74270-74226之间，有一窄条，另外在7546、74290、补17孔西北呈弧线形，本次报告没有进行算量。

3-2煤层：分布在74270、74206、补17、检6等孔连线以东、以北，煤厚1.5-10.05m，74291、74228、74300、74299孔连线北西不可采，稍有夹石，全层夹石6层，累厚0.89m，煤层比较稳定。顶板为薄层泥岩、细砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。该煤层较稳定。

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可 采 煤 层 特 征 表 表3-3 煤层厚度(m) 煤层间距(m) 煤层结构 顶底板岩性 精查地质建井地质视 稳 倾 报告煤层报告煤层密 夹石厚(m) 定 角 备 注 夹石 编 编 度 最小 最大 平均 最小 最大 平均 顶 板 底 板 性 (度) 层数 大 小 t/m??3 号 号 2 2 1.50 4.12 1.86 18.03 35.35 26.37 1~4 0.90 0.07 粉砂、泥岩 细砂、 泥岩 较稳定 6~30 1.27 3-1 3-1 1.50 1.97 1.55 1.05 24.50 6.40 1~2 0.26 0.08 粉砂岩 细砂、 粉砂 较稳定 6~30 1.30 3 3-2 1.50 10.05 4.19 2.26 28.32 21.79 1~7 1.32 0.12 细砂岩 细砂岩 较稳定 6~30 1.29 4-1 4-1 1.50 3.16 1.84 0.50 24.49 7.91 1~3 0.50 0.11 细砂岩 细砂岩 较稳定 6~30 1.29 4 4~2 1.50 6.04 2.97 0.13 69.36 14.73 1~7 1.69 0.09 细砂、 粉砂 细砂岩 较稳定 6~30 1.29 5-1A 5-1A 1.50 8.02 4.36 0.18 11.30 2.32 1~5 1.03 0.10 粉砂、 泥岩 粉砂、 细砂 较稳定 6~30 1.31 5-1 5-1B 1.92 10.21 3.92 0.15 40.83 14.64 1~6 1.39 0.09 泥岩、 粉砂 泥岩、 粉砂 较稳定 6~30 1.33 5 5-1C 1.50 18.32 4.47 0.67 60.40 19.29 1~12 2.35 0.10 泥岩、 粉砂 泥岩、 粉砂 较稳定 6~30 1.27 5-2 1.50 2.28 1.66 0.51 95.52 22.41 1~3 0.77 0.12 泥 岩、 粉砂 泥岩、 粉砂 较稳定 6~30 1.28 5下 6-2B 6-1A 1.50 2.91 2.13 0.61 12.97 4.74 1~4 0.82 0.12 粉砂、 泥岩 细砂岩 较稳定 6~30 1.28 6-2A 6-1B 1.50 4.89 2.17 0.50 11.15 4.41 1~3 1.12 0.12 粉砂、 细砂 粉砂、 泥岩 较稳定 6~30 1.28 6-2 6-1C 1.50 11.80 3.05 0.20 36.72 18.92 1~6 1.09 0.15 粉砂、 泥岩 泥 粉砂 较稳定 6~30 1.28 容重采用邻层 6-1A 6-2A 2.13 12.50 3.39 1.86 28.81 17.90 1~2 0.51 0.08 泥岩 泥岩、 粉砂 较稳定 6~30 1.27 6-1 6-2B 1.50 19.60 6.57 3.38 30.50 18.17 1~9 1.43 0.09 粉砂岩 粉砂 较稳定 6~30 1.31 6A 6-3A 1.50 22.03 3.36 0.19 15.34 5.85 1~4 1.25 0.10 粉砂、 细砂 泥岩 较稳定 6~30 1.29 6 6-3B 1.50 41.76 8.89 0.21 30.70 4.40 1~18 3.20 0.07 泥岩、 粉砂 泥岩、 细砂 较稳定 6~30 1.27 7 7 1.50 5.26 2.85 1.51 27.51 12.79 1~3 1.07 0.09 泥岩、 细砂 泥岩、 粉砂 较稳定 6~30 1.28 容重采用邻层 8 8 1.50 4.52 2.52 1~5 2.07 0.14 粉砂、 细砂 泥岩、 细砂 较稳定 6~30 1.28 1

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可采煤层厚度与间距分区统计表 表3-4

一 采 区 二 采 区 煤 层 厚 度（m） 最小 0.19 0.11 1.0 0.30 0.58 1.04 0.19 0.32 0.18 0.11 0.76 0.37 1.21 0.20 0.10 0.13 0.1 0.1 最大 0.8 1.37 3.30 2.44 3.78 8.02 4.25 18.87 2.21 2.89 4.89 8.78 2.78 18.66 3.10 26.69 4.2 4.52 平均 0.4 0.83 2.19 0.95 1.85 4.86 2.84 4.16 0.98 1.36 1.85 2.16 2.10 4.11 1.26 4.00 1.23 1.83 煤 层 间 距 （m） 最小 23.56 2.10 0 0 0.87 0 0.15 14.84 0.51 0.61 0.50 0.20 9.24 12.50 0 0.21 10.70 最大 30.90 10.89 29.17 16.52 56.34 10.03 40.23 29.25 35.51 12.97 11.15 36.72 28.31 25.48 15.34 23.65 26.28 平均 25.9 3.46 19.84 9.76 29.49 4.03 15.51 23.76 19.76 4.49 4.41 19.73 20.09 17.34 7.69 17.47 17.59 煤 层 编 号 2 3-1 3-2 4-1 4~2 5-1A 5-1B 5-1C 5-2 6-1A 6-1B 6-1C 6-2A 6-2B 6-3A 6-3B 7 8 煤 层 厚 度(m) 最小 1.50 1.50 1.50 1.50 1.50 1.50 4.25 1.50 1.50 1.50 1.50 1.50 2.13 1.50 1.50 1.50 1.50 1.50 最大 4.12 1.97 10.05 3.16 6.04 8.02 10.21 18.7 2.44 2.33 4.83 11.80 12.50 20.94 3.98 41.76 4.15 4.32 平均 2.01 1.55 5.91 2.04 3.11 3.58 5.83 11.39 1.86 2.09 2.2 6.36 7.85 9.52 3.30 12.52 3.2 2.87 煤 层 间 距(m) 最小 18.03 1.05 13.25 0 28 0.15 0.53 0.67 13.6 0.2 0.12 0.61 最大 35.35 24.50 28.32 24.49 45.58 8.48 26.0 60.40 39.0 8.98 3.84 16.59 14.84 31.51 4.28 30.20 13.6 平均 26.37 1.49 20.48 1.31 38.2 4.79 20.0 15.88 19.4 4.2 3.2 14.48 8.43 19.55 2.86 11.36 9.35 7.07 1

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第四节、煤层开采技术条件

一、水文地质 1、区域地貌、水系

本矿区位于英金河洪积平原之东，第三系玄武岩构成的三阶台地上，地面绝大部分被第四纪黄土状亚粘土、亚砂土所覆盖，煤系地层埋藏较深。勘探区西南属英金河洪积平原之边部，地表标高+490m左右，玄武岩三阶台地上地形平缓，从西南向东北逐渐低落。最高点老磁坑标高+653.90m，一般为+570-+600m，勘探区西南及中部为山麓斜坡，黄土层冲沟发育，沟深达10-20m，沟宽50m左右。

井田西南5km有英金河，发源于河北围场北部山区，河宽200-900m，最大流量2510m/s。因上游有水库和农田灌溉，故常断流，该河从元宝山露天中部通过，于东八家处注入老哈河。

井田南9km有老哈河，发源冀北山地七老图山，河床500 -1000m，最大流量9500m/s，常年流水不断，尤以夏秋为大。

2、水文地质工作

⑴.精查勘探阶段水文地质工作

① 利用元宝山露天区第四系勘探孔4个，以了解第四系地层岩性及含水情况和对本井田的影响。 ② 为查明井田含水层的富水性，设计施工了三个水文孔(7544、7546、7554)，并对检4孔做了抽水试验。煤系抽水孔7546、7554孔因坍塌，没有抽成。只得到了第三系和白垩系的水文地质参数，煤系含水层的渗透系数借用了老公营子井田7617孔的抽水试验结果。含水层的水文地质参数如下(见表3-11)：

抽水试验结果表 表3-11

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6-1B底板 2234 2132 5.50 9.54 10.55 1.31 12.94 1.3 1.482 0.22 2.15 50 12

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②.老顶分级： 直接顶充填系数（N） 级 别 3.3 2煤 Ⅱ级 3.8 3-2煤 Ⅰ级 4.3 4-2煤 Ⅱ级 4.7 5-1煤 Ⅱ级 3.0 6煤 Ⅰ级 表17

老顶来压显现 老顶来压明显 老顶来压不明显 老顶来压明显 老顶来压明显 老顶来压不明显 ③.煤层底板比压

5煤底板比压q=4.5MPa,属Ⅱ类，松软底板；3煤底板比压q=2.7MPa，属Ⅰ类，极软底板。

④.围岩松动圈

实测2煤东五片运输巷（煤巷）松动圈为1.8-2.0m，二水平5煤轨道下山二段（煤巷）松动圈为1.6-1.8m。

⑵.顶板移动规律如下： 5-1C煤层：

上分层开采，顶板岩层初垮落步距33m，周期来压步距15-18m，冒落带高度6m，当推进150m时，裂隙带高度27m，老顶出现大面积来压。

下分层开采，工作面上方顶煤和上分层冒落带岩石随采随冒，冒落带上方岩层随工作面推进缓慢下沉，裂隙带高度56.3m，岩层破坏角开切眼侧61°，工作面侧63°。

6-3B煤层：

上分层开采，顶板岩层周期来压步距15-18m，冒落带高6m，推进159m，裂隙带高度33m，老顶出现大面积来压。

下分层开采，工作面上方顶煤和上分层冒落带岩石随采随冒，冒落带上方岩层随工作面推进缓慢下沉，裂隙带高度57m，岩层破坏角开切眼侧69°，工作面侧70°。

工作面前方支承应力分布规律

5-1C煤层开采，支承应力峰值点距离工作面煤壁3-6m，工作面前

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方应力增高区范围在19-20m，当老顶出现大面积来压时，支承应力峰值点距离工作面煤壁9-12m，工作面前方应力增高区范围在33m。

6-3B煤层开采，支承应力峰值点距离工作面煤壁4-6m，工作面前方应力增高区范围在18-20m，当老顶出现大面积来压时，支承应力峰值点距离工作面煤壁9-12m，工作面前方应力增高区范围在36m。

3、工程地质条件

根据煤岩物理力学性质试验成果及井巷实见，现对井田的工程地质条件评价如下：

⑴. 煤

本井田的煤层整体性好，顶底均为煤的巷道稳定性好。

煤的物理力学性质指标表 表3-20

项目 最小值 最大值 密度 视密度 1.51 1.62 1.24 1.35 含水率% 38.07 53.0 孔隙率% 36.15 46.36 抗压强度kg/cm??2 61.5 232 普氏系数 1.64 3.55 ⑵. 岩石的一般物理力学性质

岩石的物理力学性质指标 表3-21 名称 粉砂岩项目 比重 容重 含水率% 最小值孔隙率% 抗压强度kg/cm??2 普氏系数 最大值 最小值 细砂岩 最大值 最小值 中砂岩 最大值 最小值 泥岩 最大值 砾岩 碳质泥岩 2.62 2.62 2.64 2.57 2.63 2.60 2.64 2.72 2.57 2.59 2.07 2.00 2.05 1.84 2.08 1.70 2.06 2.13 2.06 1.89 21.74 13.57 17.02 6.06 11.17 13.06 13.63 6.76 24.00 10.55 36.27 31.45 33.5 28 33.85 30.5 42.85 26.48 35.80 29.65 62.25 5.65 8.3 4 24.15 6.65 12.10 1.80 20.0 6.4 1.65 0.42 0.56 0.37 0.98 0.49 0.68 0.25 0.88 0.48从岩石的物理力学性质指标中可以看出，该井田岩石物理力学性质的特点是容重小，1.84-2.07kg/cm；含水量高，一般于10%-17%之间；孔隙率高，一般于30%-35%之间；抗压强度低，4-62.25kg/cm。砂岩泥质胶结差，稳定性差，遇水软化；尤其是浅部中砂岩强度更低，

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饱和时，呈松散状或为流砂。随着埋藏深度的增加，岩石的胶结稍有增强，在强度上有增加的趋势。

⑶.泥岩、砂质泥岩的特性

1). 粘土矿物成分：风水沟煤矿泥岩的粘土矿物均为蒙脱石、高岭石、石英(细分散)、伊利石的组合，各层泥岩的粘土矿物组合基本相同，这四种矿物相对含量以蒙脱石为高，次者高岭石和石英，伊利石很少。蒙脱石的含量为20.11-34.91%，蒙脱石的种类属钙蒙脱石。

2). 崩解、膨胀性

本区泥岩、砂质泥岩均为遇水不稳定的岩石，当干燥脱水后放入水中就崩解。崩解后的产物有三种：① 泥状；②质软的碎块和碎屑状；③质较硬的碎屑状。这三种情况都是由干燥-饱和吸水率与液限的数量关系决定的。a 是由干燥-饱和吸水率远高于液限的结果，表明这类岩石具有强烈的吸水膨胀性。b 是干燥-饱和吸水率与液限接近，其膨胀性与浸水后强度的减弱不如前者。c 是干燥-饱和吸水率远少于液限，反映此类岩石具有较强的膨胀性及浸水后强度减弱更小。风水沟煤矿泥岩含有具强膨胀性的粘土矿物蒙脱石较多，是膨胀性的岩石，其膨胀应力为0.9-10.4kg/cm，但各层泥岩的膨胀性的强弱不是完全相同。从试验数据看，浅部泥岩主要为强膨胀性和中等膨胀性，深部泥岩可能有所减弱。试验表明，二区+445石门6煤顶泥岩为强膨胀性泥岩，因而巷道压力大，膨胀性压力是围岩压力的主要组成部分，该段泥岩中的巷道，两墙内移量达1.3m，底鼓累积量达1.4m。

3). 流变性：本矿泥岩固结程度低，浸水后强度明显减低，具有明显的流变性。泥岩段巷道的变形，既有膨胀作用，也有流变作用，是二者的迭加，以膨胀性为主。

⑷.其它工程地质特征

岩体工程地质条件不仅与岩石本身的物理力学性质有关，同时与岩体存在的结构面的多少、结构面的充填物质的力学性质、地下水和地应力等因素有关。风水沟煤矿小断层发育，断层面为泥岩、砂质泥岩，滑面上的泥岩细腻，联结力极低。另外，泥岩、粉砂岩或煤层互层的层面及其它层面联结力差，地下水的存在更减低结构面的强度。

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因而，风水沟煤矿煤层顶板自稳性差。

⑸.围岩的工程特性

总观全井田，砂岩，尤其是厚层砂岩，只要在水中尚能保持块状，其围岩的工程性质较好。厚煤层中由于强度相对较高，整体性较好，作为巷道围岩时工程性质最好，泥岩、砂质泥岩具有膨胀性、流变性，围岩压力大，作为巷道围岩时需采取特殊支护形式，主要巷道应采用覆合支护。在强风化带、软弱结构面发育的地段围岩不稳定或极不稳定，施工中必须高度重视。另外，地下水是岩体工程地质变坏的加速剂，施工中应加强水的治理。对具有强膨胀性的泥岩、强风化带的松散砂体，不良软弱结构面的地段，井巷工程要尽可能避开。

由于本井田煤层围岩主要为砂岩，胶结程度差，具有膨胀性和流变性，压力较大，故本区工程地质类型为复杂型。

⑹.瓦斯、煤尘、煤层自然及地温

勘探过程中，采集8个瓦斯煤样，结果见表3-22。 孔号 补10 补10 补10 补13 补13 检5 检5 751 煤层 4-2 5-1A 5-1C 3-2 5-1C 5-1C 6-2B 6-3B 时间 1978年 1979年 1979年 1979年 1979年 1978年 1978年 1975年 CH??4 0 微 微 0 0 0 0 0 CO??2 0.1 0.1 微 0.0 0.1 2.7 0.7 1.1 H??2 99.9 99.9 99.0 100.0 99.9 96.7 99.1 98.3 表内数据表明本区瓦斯含量甚微，但不能忽略瓦斯的危害性。 矿井正式投产以来，每年进行瓦斯鉴定，2006年鉴定结果如下表 （表3-22，表3-23）

表3-23

瓦 斯 全矿井 绝对量 相对量 是否 (m??3/mi(m??3/t) 突出 采 区最 大相对量 二 氧 化 碳 鉴 采 全矿井 定 区最 等 绝对量 相对量 大相对级 (m??3/min(m??3/t) 量 4

鉴 定 等 级 煤 层 煤 尘 自 然 爆 炸 发火期 指 数 (月) (%)

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n) 1.75 1.39 否 (m??3/t) 1.39 低级 ) 2.44 3.0 (m??3/t) 3.0 低级 1~3 45-58

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2006年风水沟煤矿各采掘工作面瓦斯鉴定结果表

表3-24

井区名称 鉴定地点 气体名称 CH??4 CO??2 CH??4 CO??2 CH??4 CO??2 CH??4 CO??2 CH??4 CO??2 CH??4 CO??2 CH??4 CO??2 三旬中最大一天涌出量 月实际工作（m??3/min) 天数（d 风流中 总 量 1.75 1.74 0.14 0.25 0.14 0.25 0.38 0.68 1.13 2.44 0.17 0.37 0.3 0.59 1.75 1.74 0.14 0.25 0.14 0.25 0.38 0.68 1.13 2.44 0.17 0.37 0.3 0.59 31 31 月产煤量 （t） 月平均 相 对 上年度最大瓦斯矿井瓦斯等日产量 涌出量 相对涌出量 级 （t/d） （m??3/t） （m??3/t） 4318 0.58 0.57 0.78 1.44 一风井 6-1B西四片一分层掘进风巷 5-1C东三片底分层 掘进风巷 2煤东五片综采 工作面 二风井 新风井掘进 工作面 5-1B北二片 综采工作面

129544 94745 36360 3056 1173 一采区 0.18 0.32 1.39 3.0 低级 0.88 1.67 二采区 33473 1080 0.15 0.79 低级 1

风水沟煤矿矿产资源储量检测年度报告 第一章 绪 论

实验室煤尘爆炸性鉴定报告表

鉴定日期2006年2月表3-25

水份%W??f报出日期：2006年2月工 业 分 析（%） V??r火焰长度（mm）样品数量3件爆 炸 性 试 验 鉴 定结 论强爆炸鉴定煤样编 号 57.56 55.90 45.37 采 样 地 点 及煤 层 名 称 2006-14-2 2006-14-3 2006-14-1 5煤 6煤 3煤 21.98 17.98 17.00 灰份%A??f 6.15 7.01 5.22 挥发份% 41.17 41.93 35.29 V??f >400 >400 >400 抑制煤尘爆炸最低岩份量（%） 65 65 65 强爆炸 强爆炸 煤炭自燃倾向鉴定报告表 表3-26

鉴定日期2006年2月 报出日期：2006年2月 样品数量3件 2006-14-1 2006-16-1 2006-16-2 试 样编 号采 样 地 点 及煤 层 名 称3煤

水份%W??f 二水平6煤层 二水平5煤层 21.98 3.12 3.89 灰份%A??f 6.15 61.06 56.20 挥发份%V??r 57.56 42.07 70.55 全硫%S??t，d 真密度TRDg/cm??3 吸 氧 量ml/g干煤 / / / 2.19 2.25 1.7 0.63 0.67 0.65 二类自燃 二类自燃 二类自燃 自燃倾向等 级 2

风水第一章 绪 论

沟煤矿矿产资源储量检测年度报

告

煤尘：对本矿煤尘爆炸性，2006年经煤炭科学研究院抚顺分院做出鉴定报告，见附表3-24。

煤的自燃：对本矿煤的自燃倾向性，2006年经煤炭科学研究院抚顺分院给出鉴定报告，见附表3-25。

本区煤尘爆炸指数为35.29-41.93%，有煤尘爆炸的危险性。 本矿实验证明煤层自然发火期为1-3个月，自燃倾向性等级为：二类自燃。

地温：本区于精查阶段曾对74231孔做过简易地温测试工作，40米深处时地热温度13.8℃，在600米深处最高温度30.6℃，平均地热增温3℃/100m，增热率中、上部偏低，可能受泥浆干扰有关。

井下+337大巷实际平均温度在24℃左右，与钻孔简易测温相差不大。

三、环境地质

老公营子矿在勘探阶段，对地表水、地下水、矿井水和我矿排水排矸场分别采取水样和土样，对样品进行了环境水文地质测试，结合老公营子矿的环境水文工作(我矿与老公营子F1断层之隔)，对风水沟煤矿的井田环境地质评价如下：

㈠、环境水文地质评价 1.测试成果详见表 3-26 2. 环境水文地质评价 ⑴.地表水

英金河在本区属Ⅴ类功能水，即适用于农业用水及一般景观要求的水域。其硝酸盐含量为3.11mg/l，微量元素除铜、铅、铬、镉未检出外，其余元素指标锌0.05mg/l，锰0.16mg/l，砷0.014mg/l，铁0.04mg/l。锌和砷指标应属Ⅰ类质量水，锰含量指标应属Ⅳ类质量水。

⑵.地下水 ①. 第四系潜水

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风水第一章 绪 论

沟煤矿矿产资源储量检测年度报

告

为本地区主要饮用水、工业用水及各种用水。PH值为7.55，总硬度2.92，碘含量0.000066mg/l，砷0.01mg/l，锰＜0.01mg/l。其它微量元素未检出，硝酸盐含量13.96mg/l，亚硝酸盐0.17mg/l，Fe含量1.60mg/l。

从上述指标看，总硬度、砷属Ⅱ类质量水，按碘含量为Ⅰ类水，按硝酸盐、亚硝酸盐含量指标全部为Ⅲ类，该水属良好Ⅱ类水，适宜民用及工业用水。

②. 基岩地下水

老公营子在勘探阶段，对白垩系砾岩、侏罗纪煤系3-5煤、5-6煤进行采样，化验结果表明大部分化学指标属Ⅰ类水。白垩系砾岩水Mn含量属Ⅲ类水，3-5煤含水层，锌含量＜0.07mg/l属Ⅲ类水，Fe含量属Ⅳ类水，其余指标皆Ⅰ-Ⅱ类水。基岩地下水Zn 含量除3-5煤水属Ⅰ类水外，其它含水层水皆为Ⅱ类。排矸场土样化学指标大部分受大气降水和空气中化学元素的影响，与基岩化学成份无直接联系。

㈡、矿床的开发对环境的影响及采取的措施 1.对环境的影响

①工业锅炉排放的粉尘和二氧化硫等气体污染环境。 ②工业广场的储煤场产生的煤尘污染环境。 ③矿井排放的废水污染环境。

④矿井排弃矸石形成矸石山，产生飘尘污染周围环境。 ⑤地下开采造成地表塌陷，塌陷程度较严重，塌陷面积4.62km。

2.措施

①2000年我矿对锅炉上了水膜除尘设施，解决了锅炉排放粉尘的问题，同时降低了二氧化硫排放量。

②储煤场存放的煤，堆放整齐，及时浇水，减少煤尘污染环境。

③矿井排放的废水合理利用，灌溉农田。

④对废弃的矸石山栽种草木，及时绿化；对正在使用的矸石

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风水第一章 绪 论

沟煤矿矿产资源储量检测年度报

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山砌筑堤坝，减少矸石的流失。

⑤以出资、划拨资源等方式及时治理塌陷地。 ㈢、地震及对区域稳定性的影响

本区处于双庙、八里罕-红山两条断裂之间的北部，(1)根据2000年国家地震局颁布中国地震烈度区划图。(2)本区地震烈度为八度，本井田距平庄约52km。1964年邢台地震、1974年海城营口地震、1976 年7月唐山地震都波及到本区。两条断裂仍为活动性断裂，应属于不稳定区域。

开采损失量形成原因主要有：

1.采区采用双翼开采工作面走向长度短，走向长在300-500m之间，造成工作面频繁搬家，工作面边界及采终煤柱多；

2.工作面采动影响范围大，巷道维护困难，造成下山煤柱及区段煤柱加大。

3.煤层厚度走向变化大，没有合适的回采工艺，在回采时造成丢顶、底煤，增加了厚度损失。 4.煤层顶板为胶结

第五章 下年度矿产资源储量动用计划

2007年度全矿计划产量210万吨，其中一采区165万吨，二采区45万吨。采区回采率计划71%。

一采区安排回采工作面5个，二采区安排回采工作面3个。

2007年工作面开采计划及动用储量表 表5-1

地 点 起止时间 工作面条件 采出量 动用量 5

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沟煤矿矿产资源储量检测年度报

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走向长 有效长 采高 全 矿 一采区 6-1B西四片一分层 5-1B西五片二分层 3-2煤西六片 6-3B东一片五分层 掘进煤 二采区 5-1B北二片 5-1B西六里段 5-1B西片外段 掘进煤 容重 2007.1.1-2.20 2007.2.21-5.10 2007.5.11-8.15 347 498 752 330 526 680 322 299 184 182 174 164 187 122 131 128 2.75 2.75 2.5 8.5 2.75 2.0 2.0 2.0 210 165 1.27 1.33 1.29 1.27 1.31 22.30 33.2 42.2 59.00 4.00 4.3 45 22.00 11.20 10.2 1.6 334.6 263.6 35.80 56.1 66.4 96.4 4.6 4.3 71 35.40 17.3 16.7 1.6 2007.8.16-12.20 5-1A西六片一分层 2007.12.21-12.31 2007.1.1-5.20 2007.6.20-8.31 2007.10.1-12.20 1.33 1.33 1.33 6

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