《普阳煤矿矿区隐蔽致灾因素普查治理实施方案.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《普阳煤矿矿区隐蔽致灾因素普查治理实施方案.docx（39页珍藏版）》请在taowenge.com淘文阁网|工程机械CAD图纸|机械工程制图|CAD装配图下载|SolidWorks_CaTia_CAD_UG_PROE_设计图分享下载上搜索。
1、普阳煤矿隐蔽致灾因素排查治理实施方案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方案：一、矿井基本情况（一） 矿井概况第一节 地理情况和煤层赋存情况矿区位于和田县城南126km处，本矿地处昆仑山北缘，相对高差在430米之内，广泛被第四系冲-洪积物覆盖。其地势南西高北东底，海拔高度3310-2880米之间，矿区范围为东西长2.4-4.8千米，南北倾向宽2.9-4.8千米，矿区面积36.06平方公里。矿井基岩出露较好，主要出露地层为
2、下侏罗统康苏组，矿区含煤地地层沿走向、倾向稳定，只是倾角有一定的变化，呈单斜构造，矿区中东部发育一条近南北向逆断层，对煤层未产生大的破坏作用，矿区的煤层从东向西有一定的变化，但规律性较明显，全区可采，煤层结构简单，矿区自下而上有2个可采煤层，煤层总厚度5.24米，两层煤具有自然发火倾向，发火期3-4个月，煤尘均具有爆炸倾向性。矿井工业储量为69.03Mt，矿井设计生产能力为90万吨/年，设计服务年限37.26年。井田勘探区范围拐点坐标表（西安80坐标系）序号X（m）Y（m）序号X（m）Y（m）14024872.5927404997.72124019861.7027406539.63240240
3、12.2427407582.04134020162.7027407216.5634024873.1827407790.74144021337.2327406929.7744024509.2027408145.46154021370.1927406730.5554025000.7027409534.16164021833.9027406610.8164025000.7027413207.27174021864.7227406605.1474023450.2127413207.27184022546.6327406269.2884022150.7027411231.92194022669.9227
4、406270.6294018382.2427411231.92204023349.1427406178.21104018422.1827405675.59214023361.2727405753.23114019809.2527405690.69第二节 瓦斯情况1瓦斯含量依据瓦斯测试分析成果，井田内各煤层瓦斯含量如下：A2-1煤层瓦斯含量：CH4为00.42 ml/g可燃质，CO2为0.03ml/g可燃质0.45ml/g可燃质。瓦斯梯度计算数据采用瓦斯分带为氮气沼气带的7-4、12-2孔瓦斯测试数据，经计算A2-1煤层瓦斯梯度为650m/(m3/t)。 A2-2煤层瓦斯含量：CH4为0.11m
5、l/g可燃质，CO2为0.06ml/g可燃质。A3煤层瓦斯含量：CH4为0.26ml/g可燃质；CO2为0.11ml/g可燃质2瓦斯成分依据瓦斯测试分析成果，井田内各煤层瓦斯成分如下：A2-1煤层瓦斯成分：CH4为017.11%，CO2为0.35%35.89%，N2为78.57%97.28%。瓦斯分带属二氧化碳氮气带和氮气沼气带。A2-2煤层瓦斯成分：CH4为3.09%，CO2为0.34%，N2为96.57%。瓦斯分带属二氧化碳氮气带。A3煤层瓦斯成分：CH4为16.17%；CO2为7.29%；N2为76.54%。瓦斯分带属二氧化碳氮气带。各瓦斯样品测试结果见表1-3-16。表1-3-16 瓦
6、斯成果表煤层编号钻孔编号采 样深 度 （m）瓦斯含量(ml/g.可燃质)瓦斯成分（%）瓦斯分带备注CH4CO2CH4CO2N2A2-17-4296.00296.150.100.0311.7035.8984.86氮气-沼气带A2-16-1188.000.020.451.9319.5078.57二氧化碳氮气带A2-18-3302.8303.00.000.060.005.6194.39二氧化碳氮气带A2-112-2453.0453.20.420.0617.110.3582.54氮气-沼气带A2-17-20.010.131.6713.9184.42二氧化碳氮气带A2-110-30.060.061.98
7、0.7497.28二氧化碳氮气带A2-212-2438.62438.820.110.063.090.3496.57二氧化碳氮气带A38-3290.5290.70.260.1116.177.2976.54二氧化碳氮气带第三节 开拓方案1、井筒布置在井田中北部边界附近，矿区公路以南约800m处、在6勘探线以南布置主、副斜井及风井。主、副井口位置选在紧邻矿区公路及布雅煤矿，该井田地形较平坦宽阔，场地地形自然标高+2890+2915m之间，场地为自然耕地及荒地，场地平整开阔，工程地质条件好。地表距A2-1煤层约250m。主斜井：半圆拱形断面，净宽3.0m，净断面积7.43m2，井口标高+2895.7m
8、，井底标高+2590m，倾角25°，方位角333°5849”，斜长723m。主斜井布置带式输送机担负全矿井提升煤炭任务，兼作矿井进风井，并设行人台阶，作为矿井安全出口。井筒内敷设消防洒水管路以及通讯电缆。副斜井：半圆拱形断面，净宽3.8m，净断面积10.98m2，井口标高+2888.091m，井底标高+2600m，倾角22°，方位角333°5849”，斜长769m。井筒采用单钩串车提升，提升设备为JK-2.5/30A型单滚筒绞车，井筒内铺设30/m钢轨，轨距600mm，并敷设单向架空乘人装置，担负矿井提矸石、下放材料、提升设备及提升人员等任务，兼作矿井的
9、主要进风井及安全出口，井筒内敷设消防洒水管路、排水管路、注氮管路、压风管路、行人台阶和扶手等。北部立风井：圆形断面，净直径3.5m，净断面积9.62m2，井口标高+2913.288m，井底标高+2693.288m，倾角90°，垂深220m。担负全矿井的回风任务，作为矿井的一个安全出口。井筒内敷设黄泥灌浆、消防洒水管路。2、排水系统矿井前期由于上部基本无水或涌水量较小，采用潜水泵排水，潜水泵AQJ5.-20/80型五台，电机功率5.5KW,扬程80米。排水量20m3/h，中期在主斜井设立小水仓，为三级排水，后期待规划水仓建成后，安装配备了D46-50×8型水泵3台，流量是46
10、m3/h，扬程400m，电机功率90kw，其中一台工作，一台备用，一台检修;排水管选用D219*6无缝钢管；排水设备采用单泵单管运行的方式；由井底水仓直接排至地面，为一级排水。3、供电系统1）矿井供电概况：煤矿附近电源情况：布雅矿区110kV变电所：位于本矿北侧约12km处，东距布雅煤矿一号井工业场地300m，南距和田布雅煤矿自备电厂2km。变电所属和田电力有限责任公司管辖，电源引自和田220kV变电所。变电所一次电压为110kV，配出电压为35kV、10kV。喀什塔什乡35kV变电所：位于本矿北侧约3km处，为原有6kV变电所扩建为35kV变电所，新建1回35kV电源线路由布雅矿区110kV
11、变电所35kV侧引至，输电线路规格为LGJ-95。该所属和田电力有限责任公司管辖。该变电所扩建及其电源线路与布雅矿区110kV变电所处于同步建设阶段。2）供电方式：高压电由布雅矿区110kV变电所变10kv到普阳10kv配电室，再由普阳10kv配电室向全矿供电。现状是单回路供电，将于2014年进行双回路改造，备用电源由喀什塔什乡35kV变电所供给。矿井供配电电压等级为：地面为10kV、380/220V，井下为10kV、1140V、660V、127V、36V。4、通风系统矿井通风方式为分区式通风，通风方法为机械抽出式，主斜井、副斜井进风，北部立风井回风。矿井目前为建井期间，前期使用YBT52-2
12、型局扇，全风压：490-2352Pa,风量： 145-225m3/min，电机功率11KW;压入式方法。中期由于通风距离较远在混合井250米处串一台5.5KW的对旋式局扇增加通风有效距离。后期：在风井安装两台轴流式主扇型号：FBCDZN0:19/2*90，电机功率2×90kw，风量40-80m3/s，变频控制。矿井总入风量：1778m3/min，总回风量1827 m3/min，矿井通风负压230pa，通风系统合理稳定。5、提升设备建井期间提升绞车为JT800*1000型1台，机电功率30KW两台一备一用，钢丝绳的绳径18.5mm，能满足建井的需要。现主井提升设备为： 提升方式：主井提
13、升选用ST型钢丝绳芯带式输送机（阻燃型），输送能力为90万t/a。考虑到井下综采设备开采原煤的不均衡性，小时运量按170t/h。计算条件：1）输送量：Q = 170 t/h2）输送机斜长：L=856m 3）输送机倾角：=25°4）设备生产能力不均匀系数：2.0 5）输送物料粒度：0300mm 6）头部卸料，尾部给料。7）重载车式拉紧。设备选型：1）带 宽：B=1000mm2）带 速：v=2.5m/s3）胶带强度：ST-2000（阻燃型） Gx=2000N/mm 4）选用电动机型号：YB2-355L2-4（隔爆型） 660V 315kW 1485r/min 5）选用减速器型号：M3PS
14、F80 i=31.6667（带逆止器）6）选用变频启动装置：ZJT2-400/660A主井提升设备布置主斜井井口标高2895.00m，井底标高2580.00m，井筒倾角为25°，选用ST型钢丝绳芯带式输送机运输方式,强力皮带已投入使用，目前为井下主要运输设备。副斜井提升设备：副斜井提升设备型号为JTK-2.5×2，钢丝绳直径32mm。主要担负提升矸石及人员、材料、设备、大件设备等的升降任务。副斜井井口标高+2889m，井底标高+2600m，井筒垂深289m，井筒倾角22°，井筒斜长787m。提升容器：采用1t翻斗矿车，其质量为600kg，可载矸1800kg；提人时
15、，选用XRC15-6/6型（头车）斜井人车，头车质量2100kg，每车每次可载12人(头车含跟车工1名)。运送大件的平板车质量1030kg。（二） 采区划分根据井口位置、井田内煤层赋存范围及煤层的开采技术条件，为合理设置采煤工作面的走向长度，将整个井田分水平划分为采区，+2600m水平以上为一采区，+2400m+2600m水平之间为二采区，+2200m+2400m水平之间为三采区。一采区：上部回风水平标高+2785m，下部运输水平标高+2600m，采区南北走向长约1.18km3.0km，东西倾向宽约1.52km，单翼采区。二采区：上部回风水平标高+2600m，下部运输水平标高+2400m，采区
16、南北走向长约5.31km，东西倾向宽约1.1km，双翼采区。其中北翼走向长约1.98km，南翼走向长约13.33km。三采区：上部回风水平标高+2400m，下部运输水平标高+2200m，采区南北走向长约5.64km，东西倾向宽约1.04km，双翼采区。其中北翼走向长约2.75km，南翼走向长约2.89km。（三） 工程地质1、煤层赋存：井田内可采煤层为A2-2、A2-1煤层。A2-2煤层总厚度0.29m4.25m，平均厚度1.58m；可采厚度0.98m2.85m，平均厚度1.69m；含夹矸04层，夹矸多为粉砂岩、炭质泥岩，煤层结构简单复杂，属不稳定型煤层。A2-1煤层总厚度0.05m11.32
17、m，平均厚度2.88m；可采厚度0.80m8.87m，平均厚度2.44m；含夹矸06层，夹矸多为粉砂岩、炭质泥岩，煤层结构简单复杂。属较稳定型煤层。2、顶底板岩性：（1）煤层顶板：顶板多为灰白色粗砂岩、灰色粉砂岩，局部为灰色细砂岩、中砂岩等。（2）煤层底板：底板多为灰色粉砂岩、灰白色粗砂岩，局部为砂砾岩、中砂岩，具有易风化，遇水膨胀，泥化等特点。（四） 地质构造1、断层：井田未见断层。2、褶曲：A2-2煤层未见褶曲，A2-1煤层的基底是一个小的褶曲，在凹处沉积的煤层较厚，在凸出由于剥蚀作用煤层变薄直至相变为炭质泥岩3、地质构造：井田内出露地层有古生界二叠系、中生界侏罗系、白垩系、新生界古近系和
18、新近系。井田为一向东南倾单斜构造，构造简单。地层倾向62°118°，倾角8°12°。4、陷落柱、火成岩：井田未见陷落柱、火成岩。二、区域水文地质（一） 相邻矿井位置及开采情况布雅矿区有七个煤矿，分别为布雅监狱露天煤矿、布雅监狱一号平硐、天台煤矿、普阳煤矿、阔吉力克煤矿，其中新玉煤矿、慕士塔格煤矿，现已停产。布雅监狱露天煤矿位于普阳煤矿北部，为生产矿井；布雅监狱一号平硐位于普阳煤矿北部，为生产矿井；天台煤矿位于普阳煤矿北部，为生产矿井；新玉煤矿位于普阳煤矿西部，现已停产；阔吉力克煤矿位于普阳煤矿西部，未生产；慕士塔格煤矿位于普阳煤矿西部，现已停产。（二）
19、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井田外西部有三个停废矿井。其中新玉煤矿、阔吉利克煤矿矿井中无积水，慕士塔格煤矿工作面顶板有淋水现象；井田周边生产矿井有布雅一号井和皮西煤矿，矿井采空区内均无积水。（三） 地表采空区塌陷程度、范围和塌陷裂缝的分布情况由于该矿为在建井，未生产，无塌陷及裂缝。（四） 水文地质1含（隔）水层划分依据（1）根据钻孔编录资料，井田内的地层由松散岩类、半固结岩类、煤层和沉积碎屑岩类组成，侏罗系由泥岩、粉砂岩、细砂岩、粗砂岩、含砾粗砂岩及煤层以互层韵律形式组成，各种岩石的单层厚度可由数厘米变化到数米，乃至数十米。因此难以按单一岩性的岩层划分含、隔水
20、层，只能以较大的岩性段来划分。（2）通过钻孔简易水文地质观测，当钻进到粗砂岩、砾岩等粗碎屑岩段或局部裂隙发育的粉、细砂岩段时，钻孔内出现涌水或有大量泥浆渗失，而钻进至泥岩及粉砂岩等细碎屑岩段时，孔内水位变化不大。由此说明粗砂岩等岩石具有透水和承压性能。可将钙泥质胶结的较为疏松的砂岩及砾岩划分为含水层，这类岩石的孔隙度相对较大，裂隙相对发育，透水性、含水性相对较好，具有承压性。而将泥岩、粉砂岩等细粒相岩石视为相对隔水层。2含（隔）水层划分根据上述划分依据及以往钻孔抽水试验成果，沿用新疆和田县布雅煤矿区南部勘探地质报告对含(隔)水层的划分，共划分了1个透水不含水层，1个含水层及2个隔水层，见表。表
21、 含（隔）水层划分一览表地层时代含（隔）水层编号含（隔）水层名称Q4eolT1第四系全新统风积亚砂土透水不含水层N2wq、Esk、K1kzG1新近系乌恰群、古近系喀什群、白垩系下统克孜勒苏群相对隔水层JH1侏罗系裂隙-孔隙承压弱富水性含水层P2dG2二叠系上统杜瓦组相对隔水层（五） 矿井充水因素1充水水源及通道矿床充水水源主要是煤系围岩地下水。呈现为容积储存量，属渗入性充水通道。井采初期表现为淋、滴水，随井采时间的延续则表现为滴、渗水，经长期排水可趋于疏干。其次是大气降水。 2影响充水的自然因素（1）气候井田气候属于内陆中山亚干旱荒漠气候带，多年来平均降雨量122.1mm，蒸发量2083.7m
22、m，地下水补给受限，制约矿床充水。（2）地形井田地形总趋势是东高西低、南高北低，基于东北部山包坡度局部较陡，在降雨较大时，易发生暂时性面流顺势排泄。（3）老窑积水井田外西部有二个停废矿井。其中阔吉利克煤矿矿井中无积水，慕士塔格煤矿工作面顶板有淋水现象。（4）矿井充水井田周边生产矿井有布雅一号井和皮西煤矿，矿井采空区内均无积水。布雅一号井生产矿井井下正常涌水量0.1m3/h0.3m3/h，井下喷雾降尘还需要从地面引水；皮西煤矿矿井中无积水，仅巷道中可见少量渗水和潮湿现象，无需专门排水。据普阳煤矿矿方提供资料，在主井井筒掘进过程中，在侏罗系上统库孜贡苏组(J3k)地层紫色砂岩中有缓慢渗水现象，无较
23、大涌水；在副井井筒掘进过程中，在侏罗系上统库孜贡苏组(J3k)地层紫色砂岩中有缓慢渗水现象，无较大涌水。3影响充水的人为因素开拓方式：采用井工开拓方式，井筒及石门揭露含水层部位，是充水点相对集中的地段。采煤方法：覆岩移动及其发育程度取决于采煤方法，亦影响到矿井充水的量级。依据GB(12719-91)附录F（参考件），结合岩石物理力学测试数据，A2-1煤层顶板导水裂隙带发育高度为12.9m164.5m，宜及时回填空区，减小顶板来压。疏干方法：不论采用何种疏干方法，涌水量变化趋势为由大到小。(六) 地下水的补给、径流、排泄1地下水的补给矿区内皮夏河、布雅河离井田较远，对井田内地层补给较弱。侏罗系露
24、头在井田西部出露，接受大气降水补给，是井田基岩地下水的唯一补给来源，但由于降水量小，蒸发量大，降水主要消耗在蒸发上，且各含水层透水性较差，又有多层隔水层存在，侏罗系地层地下水补给有限，因此，井田内基岩地下水补给不足，岩层含水微弱，以静储存量为主。2地下水的径流井田内地下水受沉积相变的控制和制约，因单斜构造，倾向南东，地下水本应沿此方向运移，但井田内地下水受层状岩层的控制和制约，其运移方向为向岩层走向方向运移。井田内地下水总体上从南西向北东方向运移。3地下水的排泄。井田内深切的矿井沟谷和井田外东部的咸水沟是基岩地下水的主要排泄区。总体来说，井田基岩地下水主要补给水源为大气降水，地下水循层运动滞缓
25、，层间水力联系微弱，处于半封闭状态，地下水在总体上是从南西向北东循层运移，井田内深切的矿井沟谷和井田外东部的咸水沟是基岩地下水的主要排泄区。（七） 防治水台帐及图纸防治水台帐及图纸均已编制齐全。（八） 矿区积水范围及探水“三线”要求矿井水文地质类型为简单类型，且无积水，故无探水“三线”要求。三、 瓦斯（一） 钻孔瓦斯A2-1煤层瓦斯样6个，采样深度188m453.2m，采样水平标高在+2576.019m+2808.310m水平，瓦斯含量00.42ml/g.daf。其中12-2钻孔瓦斯采样为最深且瓦斯含量最大，采样水平标高为+2576.019m水平，瓦斯含量为0.42ml/g.daf。A2-2煤
26、层瓦斯样1个，采样深度在438.62m438.82m之间，采样水平标高在+2593.360m水平，瓦斯含量在0.11ml/g.daf。（二） 矿井生产历史鉴定结果矿井为在建矿井，未生产，无鉴定结果。（三） 瓦斯评述1、勘探报告提供的煤层瓦斯含量根据地质报告钻孔采集的瓦斯样测试分析，井田内各煤层瓦斯含量如下：A2-1煤层瓦斯含量：CH4为00.42 ml/g可燃质，CO2为0.030.45 ml/g可燃质。瓦斯梯度计算数据采用瓦斯分带为氮气沼气带的7-4、12-2孔瓦斯测试数据，经计算A2-1煤层瓦斯梯度为650m/(m3/t)。A2-2煤层瓦斯含量：CH4为0.11 ml/g可燃质，CO2为0
27、.06 ml/g可燃质。各瓦斯样品测试成果见表6-1-1。表6-1-1 瓦斯成果表煤层编号钻孔编号采 样深 度 （m）瓦斯含量(ml/g.可燃质)瓦斯成分（%）瓦斯分带备注CH4CO2CH4CO2N2A2-17-4296.00296.150.100.0311.7035.8984.86氮气-沼气带A2-16-1188.000.020.451.9319.5078.57二氧化碳氮气带A2-18-3302.8303.00.000.060.005.6194.39二氧化碳氮气带A2-112-2453.0453.20.420.0617.110.3582.54氮气-沼气带A2-17-20.010.131.67
28、13.9184.42二氧化碳氮气带A2-110-30.060.061.980.7497.28二氧化碳氮气带A2-212-2438.62438.820.110.063.090.3496.57二氧化碳氮气带A38-3290.5290.70.260.1116.177.2976.54二氧化碳氮气带根据测试结果，井田内煤层瓦斯分带属二氧化碳氮气带和氮气沼气带，瓦斯含量较低。2、实测瓦斯资料矿井为基建矿井，无实测瓦斯资料。井田外共有生产矿井4个，分别为阔吉力克煤矿、新玉煤矿（阿吉煤矿）、和田县天台实业有限责任公司煤矿（皮西煤矿）、布雅煤矿一号井；已关闭矿井2个，分别为慕士塔格煤矿和喀什塔什乡煤矿。根据矿方
29、提供的相邻矿井2012年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告及新煤行管发201334号：“关于和田县新玉煤矿、和田县天台实业有限公司煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复”，新玉煤矿绝对瓦斯涌出量0.19m3/min，相对瓦斯涌出量4.78m3/t；天台实业有限公司煤矿绝对瓦斯涌出量0.13m3/min，相对瓦斯涌出量1.49m3/t。四、 工程地质（一）煤层顶、底板工程地质特征A2号煤层顶板多为灰白色粗砂岩、灰色粉砂岩，局部为灰色细砂岩、中砂岩等，底板多为灰色粉砂岩、灰白色粗砂岩，局部为砂砾岩、中砂岩，具有易风化，遇水膨胀，泥化等特点。 (二) 各类工程建筑中的地基稳定性评价由于本矿井目前阶段暂无岩土工程勘
30、察报告，仅靠上述单体建筑处的勘察报告无法详细、全面地了解本矿井工业场地的工程地质情况，要求建设方在后续的施工图设计阶段提供工程地质详勘报告，提供有无影响建筑场地稳定性的不良地质条件及其危害程度，建筑物范围内的地层结构及其均匀性，以及各岩土层的物理力学性质，地下水埋藏情况以及是否对建筑材料具有腐蚀性，土层是否具有湿陷性及腐蚀性等，以便后期确定更加经济合理的基础形式及地基处理方式。为确保本工程的安全建设和生产使用，建议建设方在工程全面启动开工前，委托有关具备资质及设备能力的部门，对建设场地内有无采空沉陷区进行全面的调查和勘探工作，确认建设场地范围内不受地下采坑、洞巷等塌陷影响结论后方能进行地面建筑
31、的施工。五、 防治措施（一） 地质构造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
32、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
33、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
34、隐患排查治理活动，严格按照“五定”原则落实制度措施。（二） 水害防治 1、 顶板水本矿xx煤层顶板直接含水层为其顶板砂岩裂隙水含水层，以xx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
35、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。2 、底板水本区xx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，要做好防治水预测预报工作，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
36、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，成立专业探放水队伍，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
37、防治工作作为“一把手”工程落实。6) 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。7) 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 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。8) 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。9) 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。10) 结合矿井有关水文地质资料，
38、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，确保积水区的警戒围。11) 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。3、断层水防治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。4、老空水防治矿井在生产过程中，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
39、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、 地表水防治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
40、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，
41、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。（三） 瓦斯防治预防瓦斯积聚：1、防止掘进巷道瓦斯积聚在掘进巷道中最常遇到的瓦斯积聚形式有巷道顶板附近和空洞附近的积聚;回风巷附近积聚;在报废的风巷和采空区联接处积聚;钻孔中和打钻时的孔口附近积聚;防止瓦斯积聚除采用独立通风外，尚需采取以下措施：(1)消除巷道顶板附近和支架附近空洞中瓦斯积聚的措施主要有：全面地增加风速，在一般瓦斯涌出情况下使顶板风速不小于0.5m/s。当风速不能满足要求时，在靠瓦斯涌出区段，局部增加风速，采用帆布风幛，靠顶板挂倾斜档板。巷道掘进时，采用光爆，对超挖部分以不燃材料填实，消除空洞。(2
42、)消除报废的风巷和采空区联接处的瓦斯积聚:主要采取及时封闭的措施，启用封闭巷道时必须按有关规定先加强通风，确认瓦斯不超限后才可重新施工。(3)防止打钻时的瓦斯局部积聚采取以下措施：增加打钻巷道的供风量。依靠在巷道中安设风幛、倾斜挡板等，以增加钻孔孔口附近的风速。在钻孔中瓦斯涌出量很大时，应在孔口安设专门的密封装置，并把瓦斯引入总回风巷中。(4)掘进工作面局扇必须设置在进风口侧新鲜风流处，防止产生循环风。风筒出风口应随工作面掘进及时移动，确保掘进工作面有足够风量。2、防止回采工作面瓦斯超限(1)回采工作面采用独立通风，保证风量及风速符合煤矿安全规程要求。(2)在回采工作面与回风巷联接处(上隅角)
43、附近设置一道木板隔墙或抗静电帆布风幛，迫使一部分风流清洗上隅角，防止瓦斯聚集。(3)皮带顺槽进风，轨道顺槽回风，以保证大功率机电设备的运行的安全性，有利于瓦斯排放。3、防止其它巷道瓦斯超限(1)独头巷道扩散通风距离不超过5m，且巷道宽度不得小于1.5m，巷道不得有瓦斯涌出，并经常检查其瓦斯是否超限。(2)所有巷道风速必须符合煤矿安全规程要求。(3)对已报废巷道或硐室或暂时不用的巷道或硐室或硐室的某一部分，必须及时密闭，并设置警示标志，经常检查密闭效果。(4)加强井底煤仓上下口的通风，以稀解瓦斯等有害气体，防止放煤口上方瓦斯积聚及积煤自燃引起瓦斯爆炸。杜绝火源：1、采区内电动机、电器、变压器均采
44、用防爆型;弱电设施为本安型。生产过程中应加强机械及电器设备的管理，防止机械磨擦及碰撞引起火花及电火花引爆瓦斯和煤尘。2、必须使用安全炸药，采用水炮泥，在放炮前后仔细检测瓦斯浓度，在瓦斯浓度达到1%时，严禁装药爆破。严禁违章作业。3、巷道所用风筒必须用不透气、抗静电、不延燃、耐撕裂的材料制造，以防静电引起火花引发瓦斯及煤尘爆炸。4、井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火炉取暖。5、井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。6、井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定安全措施，并遵守下列规定：(1)指
45、定专人在场检查和监督。(2)电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。工作地点应至少备有2个灭火器。(3)在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。(4)电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%，只有在检查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。(5)电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查1h，发现异状，立即处理。(6)煤层中未采用砌碹或喷浆封闭的主要硐室和
46、主要进风大巷中，不得进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。7、严禁在井下修理矿灯。8、井下工作人员必须严格遵守煤矿安全规程及各工种有关规定。9、井底车场和井下中央变电所选用矿用一般电气设备。10、井下各供电系统采用中性点不接地系统，在各采区变电所、配电点及机电硐室等处均设置局部接地极，通过接地线、电缆铠装外皮及接地芯线将上述接地极接成一完整接地网，该网的任一处接地电阻均不得大于2。井下高、低配电设备均设有选择性漏电保护装置。11、各种电气设备及测量仪器、仪表的使用、检修均应严格按煤矿安全规程及有关规定执行。 12、加强井下电气设备及机械设备的维护管理，杜绝失爆现象。13、采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯达到1%时，必须停止用电钻打眼及一切施工。14、对因瓦斯浓度超过规定应切断电源的电