[农学]煤矿防治水中长期计划 34页

 贵州***煤业有限责任公司防治水中长期规划编制：薛贤波审查：批准：编制日期：2013年4月1日编制单位：贵州***煤业有限责任公司技术部-33-\n2013年防治水中长期规划综合会审意见会审意见：　　　　　　　　　　　　　　　　　会审人员签字：姓名职务签名***工程师***生产矿长***安全矿长***机电矿长***矿长***总工程师会审时间：2013年月日时-33-\n目录前言-3-第一章井田概况及开发现状-3-第一节井田地理概况-3-第二节井田开发现状-4-第二章矿井水文地质的基本情况-4-第一节矿井水文地质概况-4-第二节井下排水设施-10-第三章矿井充水因素分析-20-第四章矿井主要水害及治理方案-22-第一节矿井发生突水的原因分析-22-第二节对矿井防治水难易程度的评价-24-第三节矿井防治水的整体规划-25-第四节井下水害治理方案-28-第五章实施计划及预期效果-31-第一节项目实施计划-31-第二节项目实施后的预期效果-32--33-\n前言矿井水灾是煤矿常见的一种灾害。随着煤矿企业重组整合工作进一步深入，矿井水害成为继瓦斯事故后影响煤矿安全生产的另一主要灾害。为了贯彻落实好《煤矿安全规程》、《国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知》、国家煤监局出台的《煤矿防治水规定》，杜绝水害事故的发生，保障从业人员生命及财产的安全，特结合我矿的水文地质情况，坚持“预防为主，防治结合”的方针，按照当前与长远、局部与整体、地面与井下、防治与利用相结合的原则，根据不同的水文地质条件，制定“探、防、堵、疏、截、排”等相应的措施。因此编制地质防治水中长期规划是非常必要的。同时要在整体规划的基础上，根据轻重缓急，抓好防治水工作，要严格检查，堵塞漏洞，防患于未然，确保整个防治水工作按计划有条不紊地进行，使防治水规划落到实处，水害得到有效防治。第一章井田概况及开发现状第一节井田地理概况一、地理位置贵州***煤业有限责任公司煤矿位于六枝中寨乡辖区内，矿井内目前以公路为主，矿井距中寨乡1.7km，距六枝县城70km，距水黄公路2.7km，有乡村公路相通，交通较为方便。二、地形地貌***煤矿地处贵州高原乌蒙山脉、大娄山脉、苗岭山脉之间的三角地带。区内山峦起伏、沟谷纵横，其地貌特征随地层岩性而异。沿走向风化剥蚀成东西向长岭山脊和槽谷相间排列，为坡面较缓的同向坡及反向坡。煤系地层被剥蚀成不对称的槽谷。南面三叠系地层飞仙关组第二、三、四段构成山脊，南面坡陡，北面坡缓。该区属构造剥蚀中山区地貌。-33-\n四、河流水系该区地表水属珠江流域，北盘江水系，矿井范围内仅有一小溪自南东向北西方向流入尾巴河，汇入北盘江。溪沟常年有水，流量受季节影响。五、气象本区属亚热带气候。但地处高原，气候温和。最高气温37℃，最低气温-7℃，常年气温15℃～18℃之间。雨量充沛，年平均降雨量1500mm左右。雨量多集中在夏秋季节。冬季多细雨白雾，间有短期霜冻，春季有暴雨，夹有冰雹。第二节井田开发现状***煤矿设计生产能力为30万t/a，按45万t/a建设，由原来的大树子煤矿、湾田煤矿、黄田煤矿3个煤矿整合而成，2010年9月取得了30万t/a采矿许可证。于2012年8月份开工，截止现在，主斜井已经施工7m，副斜井已施工18m，回风立井已施工了15m，受矿井兼并重组因素影响，***煤矿有扩大生产能力的打算，目前回风立井按45万t/a生产规模设计，如果扩能扩界成功，回风立井目前的断面满足不了以后的生产需要，为了避免盲目投资，回风立井暂时处于停建状态。***煤矿设计为斜井--立井综合开拓，矿井划分为一水平两个采区。主、副井筒均布置在二叠系上统龙谭组二段岩石中，上距二叠系龙潭组三段底板垂直距离40m，距30号煤层底板60m。下距二叠系上统龙潭组二段底板215m。距茅口组顶板340m。回风立井布置在距主斜井口位置480m。距主斜井299°平行方位30m。第二章矿井水文地质的基本情况第一节矿井水文地质概况1、地质报告***煤矿于2010年2月委托六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司编制了《贵州***煤矿煤业有限责任公司煤矿（整合）资源储量核实报告》，经贵州省国土资源厅黔国土资储备字[2011]73号文批准矿产资源储量评审备案证明。确定矿井水文地质条件为中等。矿井正常涌水量为15m3/h，最大涌水量为37.415m3/h。2012年12月贵州创新矿冶工程开发有限责任公司编制的《贵州***煤业有限责任公司煤矿矿井水文地质调查报告）,矿井正常涌水量为388.75m3/d（16.2m3-33-\n/h），最大涌水量897.2m3/d(37.4m3/h)。2012年12月徐州大屯工程咨询有限公司编制了《贵州***煤业有限责任公司煤矿水文地质补勘报告（水患物探）》报告，与储量核实报告一样确定该矿井水文地质条件为中等。正常涌水量为16.2m3/h，最大涌水量为37.4m3/h。本设计按此报告的涌水量为设计依据。2、主要含（隔）水层类型矿井内岩层的富水性与岩性、构造、裂隙的发育程度密切相关。矿区及其外围附近出露的地层由新至老分别为第四系（Q）、下三叠统永宁镇组（T1yn）、下三叠统飞仙关组（T1f）、上二叠统的大隆～长兴组（P3c+d）、上二叠统龙潭组（P3l）、上二叠统峨嵋山玄武岩组（P3β）、下二叠统茅口组（P2m）。岩层富水性受地形地貌、地质构造、岩性等因素控制，其中岩性对地下水的赋存起着主导作用。如钻孔在以柔、塑性为主的龙潭煤组中钻进时几乎不发生漏水；而在坚硬岩为主的夜郎组时常见漏水现象。各地层富水性如下：1）第四系（Q）：残积、坡积、洪积物组成，厚0～10m，分布于缓坡、冲沟、河谷地段,孔隙度大,透水性强，成分为砂、砾石、砂粘土、碎石土等。调查泉点19个，流量0.014～0.635L/s。出露形式为孔隙水，流量随季节变化明显，大多在旱季干涸。水质类型为：HCO3.SO4～Ca.·Mg型。永宁镇组第一段（T1yn1）碳酸盐岩含水层；岩性为石灰岩，下部为泥灰岩。该段岩层多沿分水岭脊展布。含水性较强。厚158～194m。飞仙关组第五段（T1f5）碎屑岩相对隔水层；岩性为粉砂岩或钙质粉砂岩，上部为紫色泥岩,含水性弱。厚83～125m。飞仙关组第四段（T1f4）碳酸盐岩夹碎屑岩含水层；岩性为石灰岩，中夹薄层细砂岩，厚54～77m。飞仙关组第三段（T1f3）碎屑岩夹碳酸盐岩相对隔水层；岩性为粉砂岩或钙质粉砂岩，夹1～3层石灰岩或泥灰岩，含水性弱。厚156～198m。飞仙关组第二段（T1f2）碳酸盐岩夹碎屑岩含水层；岩性为厚层状石灰岩，夹1～2层细砂岩或粉砂岩。岩溶较发育。调查泉1个，流量为0.18L/s。水质类型为HCO3-Ca.Mg型水。含水性强。厚45～86m。飞仙关组第一段（T1f1-33-\n）碎屑岩相对隔水层岩性为上部细砂岩或泥岩，中上部为钙质粉砂岩，底部为泥岩或粉砂岩，含水性弱，厚150～190m。2）二叠系（P）(1)上二叠统大隆——长兴——龙潭组（P3lc+d）碎屑岩夹碳酸盐岩及煤层，为弱含水层。岩性为砂岩、粉砂岩、泥岩夹灰岩及煤层。碎屑岩含水性均很微弱。但所夹灰岩含水性较好，厚470～520m。(2)上二叠统峨眉山玄武岩组（P3β）隔水层。岩性灰绿色、绿色玄武岩,顶部为凝灰岩。浅部风化裂隙较发育，含微弱裂隙水，流量亦微弱。深部裂隙不发育，为良好的隔水层。厚325～345m。(3)下二叠统茅口组（P2m）碳酸盐岩含水层分布于矿区以西，岩性为厚层灰岩，岩溶发育，常吸收地表水潜入地下，地下水丰富。水质类型为HCO3-Ca.Mg.K.Na型水。出露不全，厚度不详。3．断层水文地质特征矿井内断层切割龙潭组、长兴组，由于碎屑岩以塑性岩石为主，挤压变形后破碎带胶结程度较好，断层破碎带在地表也无大泉点出露，矿区内断层含水性、导水性弱，对矿井充水影响小。4．小煤矿、老窑水文地质特征（1）由原黄田煤矿、大树子煤矿、湾田煤矿整合后的***煤矿。根据六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司（2010年9月）提供的《贵州***煤业有限责任公司煤矿（整合）资源量核实报告》(生产规模：30万吨/年)：“通过对***煤矿范围内地表和井下的调查，矿井内无大的河流、池塘、水库等地表水体。矿井内小煤矿存在着一定的积水，是浅部矿井开采的重要充水因素，在黄田煤矿、湾田煤矿、大树子煤矿关闭后，形成了大面积的采空区积水，采空区积水易渗入矿井而成为矿井直接充水水源。主、副井井筒内接近地表区域主要为顶板淋水、滴水；底板及两帮渗水，雨量随季节变化较大。***煤矿矿床属于以基岩裂隙及老空区充水为主、水文地质条件为中等的煤矿床，但在矿井与地面裂缝勾通地段、局部塌陷地带，老空区与生产巷道勾通地段水文地质条件较复杂。”（2）小窑-33-\n六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司（2010年9月）提供的《贵州***煤业有限责任公司煤矿（整合）资源量核实报告》(生产规模：30万吨/年)。贵州创新矿冶工程开发有限责任公司（2012年12月）提供的《贵州***煤业有限责任公司煤矿矿井水文地质调查报告）:“经实地调查，矿区内已无小窑，只有整合前黄田煤矿、湾田煤矿、大树子煤矿关闭后，形成的大面积采空区积水，采空区积水易渗入矿井而成为矿井直接充水水源。”编号采空区名称开采煤层井口涌水量（m3/h）预计积水量（m3）开采范围（m2）预计走向长度（m）最低积水标高（m）1#湾田煤矿7#1.09000m³500+13902#黄田煤矿18#0.812000m³340+13553#大树子煤矿6#0.118000m³1200+1375***矿区范围内采空区调查统计表5．地下水、地表水动态变化本次储量核实对1个飞仙关组泉点、1个小煤矿涌水量点进行每隔10天一次的地下水动态观测，地下水动态与当地大气降水变化基本一致。此外，从地下水类型来看，小煤矿涌水量及飞仙关组深部基岩出露泉点流量动态较稳定，第四系、龙潭组浅部风氧化带出露泉点流量动态为变化极大，极不稳定，出水量变化很明显。6、含水层补给条件综上所述，永宁镇组（T1yn′）第一段含水性较强，对煤系地层龙潭组（P3lc+d）从表面看会产生补给条件，但受飞仙关组第五段（T1f5）、第三段（T1f3）、第一段（T1f1）隔岩层阻割，故永宁镇组（T1yn′）对煤系地层龙潭组.从矿井地层的富、隔水性可知，（P3lc+d）补给条件较弱，加之井田内断层含水性、导水性弱，对矿井补给条件较弱，对矿井开采影响不大。本井田内含水层为下二叠统矛口组（P2m）属碳酸盐岩富含水层，距上二统峨眉山玄武岩组（P3B）隔水层顶板325m～345m，对煤系地层龙潭组无任何补给条件。-33-\n7、结论本设计根据2010年7月六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司编制的《贵州***煤业有限公司煤矿》（整合）资源储量核实报告》和2012年12月徐州大屯工程咨询有限公司编制的《贵州***煤业有限公司煤矿水文地质补勘报告（水患物探）》。确定该矿含水层补给条件、水文地质条件为中等，本设计按水文地质条件中等设计。8、直接充水因素矿井主要含水层为T1f2、T1f4、T1yn、P2m岩溶含水层，其次为T1f1、T1f3、T1f5、P3C、P3β基岩裂隙含水层。其煤系地层上覆含水层是否为主要充水层位及充水水源，可根据可采煤层顶板岩性，计算未来坑道冒落带、导水裂隙带高度来加以判断。冒落带最大高度（Hc）选用下列公式计算：Hc=4M；导水裂隙带最大高度（Ht）选用下列公式计算：Ht=100M/(3.3n+3.8)+5.1。式中:M—可采煤层累计厚度（取1、2、3、4、6、7号煤层厚度平均值的和值为12.85m），n—可采煤层数（取6）。经计算：Hc=51.4m，Ht=70m。1号煤层距P3c底平均4～15m,P3C厚68.2-92.5m，T1f1厚150～190m。因此,最上部可采煤层1号煤层与上覆岩溶含水层T1f2至少间隔222.2m，即Hc+Ht=121.4＜222.2m。煤系上覆岩溶含水层不是主要充水层及充水水源。结合前述，矿井未来矿坑主要充水层为含煤地层本身。9、间接充水因素（1）大气降水：大气降水为区内主要充水水源。矿区内含煤地段部分裸露，直接接受大气降水补给，其充水强度与季节和降水强度、持续时间有密切关系，因此，未来矿井应加强雨季的疏排水工作。（2）地表水矿井内地表水系不发育，区内冲沟发育，冲沟呈树枝状或羽状，冲沟水属季节性水流，均汇入尾巴河，旱季大多干涸。（3）间接充水含水层为含煤地层上覆永宁镇组下段，飞仙关组第二、四段，下伏茅口组强含水层,以上强含水层与含煤地层间均有较厚的相对隔水层相隔。10、充水途径（1）天然充水途径-33-\n矿井内的长兴组、龙潭组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部则发育构造裂隙，它们成为地下水活动的良好通道。（2）人工充水途径由于采矿活动的影响，因其产生矿坑顶板冒落裂隙带将是矿坑充水的主要人工充水途径。大气降水是地下水、地表水的主要补给来源。本井田内矿体埋深大，降雨入渗率随深度增加而减小。矿床上覆隔水层厚度较大，以褶曲为主，总体呈背斜斜构造。本次开采标高为+650m，强含水层与含煤地层间均有较厚的相对隔水层相隔。4、矿床水文地质类型及威胁程度矿井地下水以大气降水补给为主，矿井充水主要来源于含煤地层本身的裂隙水，直接充水含水层（含煤地层）富水性弱；构造破碎带富水性弱、导水性差。就地层本身对矿井产生重大的水害。威胁程度较小，发生突水淹井的危险性不大。由于本矿井属四个矿井（整合）一起的技改矿井，在建设生产中资料收集保存不完整，故造成原小煤窑水文地质不清。在建设生产期间，必须严格执行“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则，同时做到“有疑必停”，并留设足够的安全煤柱，防治透水事故的发生。综上所述，矿井为顶板直接进水的裂隙水充水矿床，矿区水文地质条件属中等。但本区长兴组及煤系下段的灰岩岩溶发育，岩溶管道水威胁较大，也应重视并加强防范。11、矿井涌水量的确定根据2010年7月六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司编制的《贵州***煤业有限公司煤矿（整合）资源储量核实报告》和2012年12月徐州大屯工程咨询有限公司编制的《贵州***煤业有限公司煤矿水文地质补勘报告（水患物探）》分别确定矿井正常涌水量：15m3/h（恒达）、16.23m3/h（大屯）；最大涌水量：34.6m3/h（恒达）、37.4m3/h；本设计选用最晚的大屯二和咨询有限公司所确定的正常涌水量16.2m3/h和最大涌水量37.4m3/h作为编制依据。12、矿井开拓工程位置及层位选择根据矿井的开拓布署，主、副井筒均布置在二叠系上统龙谭组二段岩石中，上距二叠系龙潭组三段底板垂直距离40m，距30号煤层底板60m。下距二叠系上统龙潭组二段底板215m。距茅口组顶板336m。回风立井布置在距主斜井口位置480m。距主斜井299°-33-\n平行方位30m。回风立井底部距离二叠系上统龙潭组二段底板215m，距茅口组顶板336m，茅口组属本井田内最强岩溶承压含水层，但茅口组顶板距煤系地层底板近325～345m，矿该井田内煤层顶底部无强岩溶承压含水层。第二节井下排水设施一、主排水系统因我矿主、副井均为斜井开拓，开拓中肯定会遇到一定涌水量的含水层，目前还在表土层掘进，未遇着涌水现象。但生产中必须作好各种水患防范工作，保证矿井安全生产。（一）设计依据根据2012年12月贵州创新矿冶工程开发有限责任公司编制的《贵州***煤业有限责任公司煤矿矿井水文地质调查报告）,矿井正常涌水量为388.75m3/d（16.2m3/h），最大涌水量897.2m3/d(37.4m3/h)。（1）井下排水系统设计1）设计依据①井口标高：+1420m；②水泵房标高：+1000m；③地面水处理站标高：+1420m④井底正常涌水量:Qr=16.2m3/h；⑤井底最大涌水量：Qd=37.4m3/h；⑥防尘洒水量：Qf=6.5m3/h；⑦消防用水量：Qx=12m3/h；⑧排水高度（垂高）：Hh=420m；⑨管路长度：2×1000m。（2）排水设备初选1）水泵排水能力①排水量水泵正常排水能力需考虑正常涌水量和井下进行防尘洒水后产生的排水量；最大排水能力需考虑最大涌水量以及消防用水后产生的排水量。正常排水能力：Q1===27.24(m3/h)-33-\n最大排水能力：Q2===59.28(m3/h)②水泵扬程H1估算考虑吸水高度Hx，水泵扬程为：H1=K(Hh+Hx)=1.3×(420+5.5)=553.2m式中：K——扬程损失系数，竖井K=1.1，斜井K=1.2～1.35,倾角大时取小值；取K=1.3。2）水泵初选根据计算流量和扬程,并考虑后期有可能涌水量增大，选择MD45-50×12型多级耐磨泵,水泵流量Q=30~55m/h,额定流量Q=46m/h,额定扬程H=600m,转速n=2950r/min,效率63﹪,配防爆电动机型号：YB2-280M-2N=132kW660V。（3）排水管道1）正常涌水时,排水管直经（m）选用无缝钢管内径dp=100mm2）排水管壁厚计算δ=0.5dp=0.510+0.2=0.393（cm）选壁厚δ=4.5mm。二趟主排水管路选用无缝钢管D108×4，水泵吸水管选无缝钢管D133×5。为了预防突发水情,另外可在泵房至地面敷设一趟D159×4.5无缝钢管作为备用管路。-33-\n图7-2-2排水设备运行特性曲线图表7-2-2排水设备技术参数表内容单位技术参数新管旧管设计资料正常涌水量m3/h16.2最大涌水量m3/h34.6排水垂高m420排水设备水泵型号MD45-50×12水泵台数台3电机型号YB2280M-2型电机参数660V，132kW排水管路2-D1145、1-D1505.5正常涌水期工况水泵台数台11排水管工作数11流量m3/h51.942.35扬程m554.97575.8效率%65.964.7吸程m3.913.91轴功率kW73.0367.03日排水时间h/d6.948.5最大涌水期工况水泵台数台22排水管工作数22流量m3/h51.942.35扬程m554.97575.8效率%65.964.7吸程m3.913.91轴功率kW73.0367.03-33-\n日排水时间h/d8×29.8×2年电耗万kW.h/a28.16831.238（4）排水系统排水管路采用两趟D1084，无缝钢管沿副井井筒敷设,另设一趟D1594.5无缝钢管沿副井井筒敷设做防水救灾备用管路。详见排水系统示意图。1）水管中实际水流速度计算①排水管中实际水流速度Vp===1.63（m/s）②吸水管实际流速Vx===1.042（m/s）2）管路扬程损失计算①排水管中扬程损失H排=（φ1+φ2+z3φ3+z4φ4+φ5）=（1+386.84+3×0.85+3×0.5+1×10）=54.42（m）式中：φ1：速度压力系数，取φ1=1φ2：直管阻力系数，取φ2=λL=井筒斜长998m+泵房长10m+管子道长15m+井口长5m=1080mφ3：弯管阻力系数，查表得：φ3=0.85φ4：闸阀阻力系数，查表得：φ4=0.5φ5：逆止阀阻力系数，查表：φ5=10-33-\nz3：弯头数量，个，Z3=3z4：闸阀数量，个，Z4=3②吸水管中吸程损失：H吸=（φ’2+z’3φ’3+φ’4）=（1.44+0.85×1+3×1）×=0.293（m）式中：φ’2：吸水管直管阻力系数，φ’2=0.0352×φ’3：吸水管弯管阻力系数，查表可得：φ’3=0.85φ’4：滤网的阻力系数，查表可得：φ’4=3z’3：吸水管弯管数量，个z’3=1z’4：无底阀滤水网，个z’4=1③排水管中总扬程损失H总损=H排+H吸=54.42+0.293=54.72（m）（4）水泵允许吸水高度：H吸=H样吸-（10-H大）-H吸损’-+（0.24-H0）=5.1-（10-9.008）-0.293-+(0.24-0.09)=3.91（m）3）水泵总扬程管路未淤积时:H泵总=Ha+Hs+Haf+Hsf=（1018+0.3）+3.91+54.72=1076.95（m）管路淤积时:H=1018+0.3+3.91+54.72=1101.81(m)其中：Ha：出水管口至水泵轴中心的垂直高度，m。0.3m是水管出水口高于井口地面的高度。Hs：水泵实际吸水垂直高度，取HS=3.91mHaf：排水管沿程直管及局部阻力损失，m。-33-\nHsf：吸水管沿程直管及局部阻力损失,m根据计算杨程在选择水泵时应比计算值大5%-8%,即H=1082.621.05=1136.75(m)通过计算，选用三台型号为：MD45-50×12水泵，额定扬程H=600m，额定流量Q=46m3/h，转速n=2950转/分，配用电机型号：YB2-280M-2功率N=132kW效率65%,最大吸程5.1m的主排水泵能满足《煤矿安全规程》及《煤矿设计规范》要求。工作形式：一台工作，一台备用，一台检修；二趟主排水管路，一趟工作，一趟备用。最大涌水量时两台水泵、二趟管路工作,一台水泵备用.4）水泵工况点确定①新管管路阻力系数R新=②旧管管路阻力系数R旧=③新管水泵工况点的确定：H=Ht+RQ2=Ht+0.002399×Q2据H=1076.957+0.002399Q在水泵特性曲线上作图见(图8-3-2)，得新管工况点：QM1=51.9m3/h，HM1=554.97m，η=65.9%④旧管水泵工况点的确定：H=Ht+RQ2=Ht+0.004078×Q2据H=1101.81+0.004078在水泵特性曲线上作图见(图4-3-1)，得旧管工况点：QM2=42.35m3/h，HM2=575.8m，η=64.7%5）校核排水时间①新管排水时间A、新管正常涌水期排水时间T正=7.49（h）＜20h（符合要求）B、新管最大涌水期排水时间（符合要求）-33-\n②旧管排水时间A、旧管正常涌水期排水时间T正=9.18＜20h（符合要求）B、旧管最大涌水期排水时间T大=10.59（h）＜20h（符合要求）6）水泵轴功率计算①新管排水时水泵轴功率N轴==119.1kW②旧管排水时水泵轴功率N轴=7）电动机容量校核计算①新管排水时水泵配用电机功率N电=k②旧管排水时水泵配用电机功率N电=k8）年耗电量计算①新管排水期年耗电量E新=②旧管排水时年耗电量E旧=最大涌水量时间估算为三个月-33-\nE新=E旧=③年耗电量加权平均值：E平=9）吨煤电耗ET=10）供配电与控制水泵的电机由井下变电所一对一供电,在水泵房设有操作箱,采用低压软起动开关起动。（5）泵与管路的运行组合1）水泵的并联运行设计矿井选用三台水泵二趟管路进行排水，正常涌水时开一台水泵用一趟管路排水。最大涌水时开二台水泵，每台水泵独立用一趟管路进行排水。因此矿井不采用水泵并联运行的方式进行排水。2）泵与管路的运行组合由于正常涌水时开一台水泵用一趟管路排水。最大涌水时开二台水泵，每台水泵独立用一趟管路进行排水。能满足矿井排水的要求，因此矿井不采用泵与管路组合运行的方式进行排水。（6）水泵的充水方式和起动、调节方式1）充水方式吸水系统采用底阀密封利用排水侧旁通管路的压力水对吸水管路及水泵进行灌水引水的充水方式。2）起动方式水泵电机功率132W，设计每台水泵选用一台QJR-200型矿用隔爆型软起动器直接起动。-33-\n3）调节方式①水泵工况的调节（A）关闭排水管闸阀调节水泵工况当水泵的扬程或流量变化较大时可采用关闭排水管闸阀调节水泵工况，从而达到调节水泵流量或扬程的目的。（B）改变转速或改变水泵级数对水泵工况的调节当水泵的扬程与实际排水高度相差很大时可采用降低转速或减少水泵级数对水泵工况进行调节，从而达到调节水泵流量或扬程的目的。②水泵串、并联方式的调节设计水泵不采用串、并联方式运行，因此不采用水泵串、并联方式的调节。③水泵与管路组合的调节由于本矿的涌水量较小，正常涌水时单台水泵及一趟管路工作能够满足排水的要求。最大涌水时开二台水泵，每台水泵用一趟管路排水能够满足排水的要求。因此不进行水泵与管路组合的调节。（7）排水管路其他要求1）排水管路趟数及运行方式本矿在1000m标高设计井底水仓和水泵房，水泵房设有两趟（D1084）无缝钢管经副斜井排到地面，每趟管路总长度为1000m。水泵房三台水泵通过闸阀及连接管与两趟排水管路联系在一起，每台水泵均可以使用任意一趟管路。正常涌水时，一台水泵运行，使用其中任一趟管路；最大涌水时，运行两台水泵分别使用两趟管路，管路之间通过闸阀隔离，两管路之间互不影响，以使单台水泵的排水能力达到最大值，从而满足于矿井最大涌水时的需要。2）排水管路的安装敷设要求①敷设路径从水泵房经管子道、副斜井井筒一直敷设至地面。②管路的支撑与固定（A）二趟管路安装在巷道上方的金属横梁上，间距800mm。横梁采用11#矿用工字钢制成，横梁两端伸入巷道帮内300～500mm，横梁与轨面之间的高度不小于1.7m。（B）横梁之间的间距为6m，管路采用M24的“U”型螺栓固定在横梁上。③管路的连接-33-\n管路采用法兰盘连接。④管路防滑管路从管子道至主副斜井转弯处设防滑装置一套，主副斜井井筒内每隔90m设防滑装置一套。⑤管路防腐本矿的排水管路及供水管路均采用架空敷设方式，主要采用涂防锈漆的方法防腐，另外巷道顶帮淋水采取措施避开。⑥管路防酸本矿井下水未出现水质pH<5的情况，故不采取防酸措施。3）排水系统防水力冲击措施①在水泵排水管出口处闸阀上侧装设逆止阀，防止管道中的压力水对水泵造成水力冲击。②排水管路较长，每隔一定距离安装一个伸缩接头，以缓解水力冲击。③定期检修水泵确保水泵内部各部间隙符合标准，减少水泵内部间隙过大造成的水力冲出。④停泵时先关闭排水侧闸阀，再停水泵，防止突然停泵造成的水力冲出（8）其他措施1）为了防止管路锈蚀，安装前应对管内外涂抹防腐剂。防腐材料可用经过热处理的沥青、油漆和红丹等。2）在巷道敷设管路必须用可缩木支垫，以防底板隆起折损管路。垫木高度应不小于0.3m，并保证每节管路有两个基本点垫木。3）在敷设倾斜管路时，为了防止管路下滑，应采用管卡将管路固定在巷道支架上。卡间距根据巷道倾角而定，一般α≤30°时，为15～20m。4）管路敷设应尽量将管路敷设平直，坡度一致，尽量减少弯头、气门等附属管件，避免急转弯。5）敷设运输巷道的管路时，应将其牢固地悬挂（或架）在专用支架上，且管路高度应不小于1.8m，以便于行人和运输。6）根据巷道高低、进、回风巷温度有明显差别等情况，敷设管路时应创造排除管中积水的条件。7）井下敷设管路，一般采用法兰盘或快速接头接合。法兰盘中间应夹有胶皮垫、且垫的厚度最好不小于5mm。-33-\n8）新敷设的管路，都要进行漏气检验。检验方法可采用负压方法试验或用SF6检漏仪检测。9）引水装置必须可靠，应能在5min内起动水泵。10）泵房高度应满足检修时起吊的要求，应在吸水井壁龛和排水设备的顶部，设起重梁。11）泵房应铺设运送排水设备的轨道，并与井底车场相通，在相通点应设有转车间隙。12）当所有排水设备同时使用时，泵房温度应不高于34℃，否则应采取降温措施。13）配水井设置有防护设施。14）联轴器位置设置有可靠的安全防护罩。7.2.7.2水泵附属设施（1）引水装置在水泵的排水管侧逆止阀上方与闸阀下方之间安装一根φ25mm钢管及一个DN25的闸阀，在水泵吸水管最高处安装一个带DN15闸阀的放气漏斗。由于底阀与吸水管、水泵之间形成密闭容积，当水泵需要灌引水时，打开DN25闸阀，排水管道中的压力水源源不断地向吸水侧灌水，打开放气漏斗DN15闸阀把吸水侧的空气排尽。最后将DN15排气闸阀关闭，起动水泵进行排水。第三章矿井充水因素分析一、充水水源1、直接充水水源矿井主要含水层为T1f2、T1f4、T1yn、P2m岩溶含水层，其次为T1f1、T1f3、T1f5、P3C、P3β基岩裂隙含水层。其煤系地层上覆含水层是否为主要充水层位及充水水源，可根据可采煤层顶板岩性，计算未来坑道冒落带、导水裂隙带高度来加以判断。冒落带最大高度（Hc）选用下列公式计算：Hc=4M；导水裂隙带最大高度（Ht）选用下列公式计算：Ht=100M/(3.3n+3.8)+5.1。式中:M—可采煤层累计厚度（取1、2、3、4、6、7号煤层厚度平均值的和值为12.85m），n—可采煤层数（取6）。经计算：Hc=51.4m，Ht=70m。1号煤层距P3c底平均4～15m,P3C厚68.2-92.5m，T1f1厚150～190m。因此,最上部可采煤层1号煤层与上覆岩溶含水层T1f2至少间隔222.2m，即Hc+Ht=121.4＜222.2m。-33-\n煤系上覆岩溶含水层不是主要充水层及充水水源。结合前述，矿井未来矿坑主要充水层为含煤地层本身。2、间接充水水源（1）大气降水：大气降水为区内主要充水水源。矿区内含煤地段部分裸露，直接接受大气降水补给，其充水强度与季节和降水强度、持续时间有密切关系，因此，未来矿井应加强雨季的疏排水工作。（2）地表水矿井内地表水系不发育，区内冲沟发育，冲沟呈树枝状或羽状，冲沟水属季节性水流，均汇入尾巴河，旱季大多干涸。（3）间接充水含水层为含煤地层上覆永宁镇组下段，飞仙关组第二、四段，下伏茅口组强含水层,以上强含水层与含煤地层间均有较厚的相对隔水层相隔。（1）天然充水途径矿井内的长兴组、龙潭组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部则发育构造裂隙，它们成为地下水活动的良好通道。（2）人工充水途径由于采矿活动的影响，因其产生矿坑顶板冒落裂隙带将是矿坑充水的主要人工充水途径。大气降水是地下水、地表水的主要补给来源。本井田内矿体埋深大，降雨入渗率随深度增加而减小。矿床上覆隔水层厚度较大，以褶曲为主，总体呈背斜斜构造。本次开采标高为+650m，强含水层与含煤地层间均有较厚的相对隔水层相隔。二、充水通道1、天然充水途径矿井内的长兴组、龙潭组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部则发育构造裂隙，它们成为地下水活动的良好通道。2、人工充水途径由于采矿活动的影响，因其产生矿坑顶板冒落裂隙带将是矿坑充水的主要人工充水途径。大气降水是地下水、地表水的主要补给来源。本井田内矿体埋深大，降雨入渗率随深度增加而减小。矿床上覆隔水层厚度较大，以褶曲为主，总体呈背斜斜构造。本次开采标高为+650m，强含水层与含煤地层间均有较厚的相对隔水层相隔。-33-\n2、地面防水地面防水是指在地面修筑排水工程和隔水防渗措施，以限制、阻止大气降水、地表水和浅部地下水补给矿井充水岩层或直接渗入地下。这种方法简单易行，从经济和技术两方面都是可行的。3、井下防水井下防水是根据井巷等岩石的水文和工程地质特征，留设防水煤柱和建筑防水闸、防水墙。这种方法从经济和技术两方面也都是可行的。关键是工作落实到位。4、井下探（放）水探水是指采矿中用超前钻探方法，查明工作面“顶底板”、“侧帮”、“前方”的含水构造、含水层、采空区积水水体的具体位置。此种方法从技术上是可行的。第四章矿井主要水害及治理方案第一节矿井发生突水的原因分析一、受采掘破坏或影响的含水层及水体贵州***煤业有限公司煤矿煤层最低侵蚀基准面为+1380m，调查时地表溪沟与地下水没有明显的水力联系，矿区地形较缓，对地表水的排泄有一定的影响，矿井涌水量较大。矿井主要充水含水层为茅口组（P2m）（强含水层）、飞仙关组第二段（T1y2）（中等含水层）、上二叠统大隆——长兴——龙潭组（P3lc+d）（弱含水层）。开采煤层与茅口组（P2m）灰岩强含水层之间的峨眉山玄武岩组（P3β）隔水层，其富水性弱，作为开采煤层与茅口组（P2m）强含水层含水地层之间的相对隔水层，煤矿开采过程中，由于其厚度大，对煤矿开采影响不大。直接充水含水层为茅口组（P2m）岩溶水、和采空区积水；含水层与煤层之间有相对隔水层阻隔其水力联系；矿区岩溶裂隙、节理较发育，构造富水性弱～强。-33-\n预测（估算）矿井采空区积水量较大，开采中应注意防止揭穿采空区而产生矿井突水，其也是矿井采掘影响主要的水体。因此，矿井水主要通过采掘破坏或影响的孔隙、裂隙、节理渗入，或破坏后突水，其补给条件较充足并形成水害。二、矿井及周边老空水分布状况矿区内有整合前的黄田煤矿、湾田煤矿、大树子煤矿开采，矿井关闭后，采空区面积较大，为65280m2，估算储水空间为143616m3，其储水空间大，采空区积水对在其下方及周围采煤有影响，将是矿井今后开采矿坑充水的重大隐患。三、矿井涌水量根据该矿提供的现状开采条件涌水量实测资料，矿井顶板滴水淋水为主，最大涌水量为21m3/d，正常涌水量9.1m3/d，矿井主要充水层为含煤地层本身，富水性弱。矿井为顶板直接进水的裂隙水充水矿井，水文地质条件中等。与矿区水文地质条件相似。采用比拟法进行估算未开采区域的矿井涌水量。Q=Q1×Q—最低开采水平的涌水量，单位m3/dQ1—矿区目前的涌水量，单位m3/d。F0—最低开采水平的面积，单位km2，1.0937km2。F1—目前开采区的面积，单位km2，0.065km2。S0—矿区最低开采水平降深，单位m,1470-650=820m。S1—矿区目前的水位降深，单位m，1470-1355=115m。则Q正常=Q1×=9.1×=9.1×16×2.67=388.75（m3/d）则Q最大=Q1×=21×=21×16×2.67=897.2（m3/d）综上所述，采用比拟法计算的涌水量作为设计依据，即矿井正常涌水量为388.75m3/d（16.2m3/h），最大涌水量897.2m3/d(37.4m3/h)。四、开采受水害影响程度当矿井开采位于当地最低侵蚀基准面以下时，地下水补给来源主要为大气降水、地下水、采空区积水、地表溪沟，补给方式以地表水的渗入和揭穿老窑老硐采空区、岩溶管道后突水-33-\n为主，但由于开采破坏了顶、底板的天然状态将会造成突水，采掘工程对矿井安全受水害影响大。五、防治水工作难易程度矿井充水水源主要有第四系（Q）孔隙水、地表水（大气降水）、老窑及采空区积水和茅口组（P2m）岩溶水，特别是采空区和茅口组（P2m）岩溶水，采空区储水空间大，积水量具有不确定性。增加了防治水的难度，因此矿井防治水工作难度大。第二节对矿井防治水工作难易程度的评价矿井防治水工作主要分为矿井探水、防水及治水。矿井含水层类型为碳酸盐岩类岩溶水、基岩裂隙水和松散岩类孔隙水；充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙及岩溶管道为主，且以顶板进水、渗水、滴水、淋水为主，进水通道为节理、裂隙、溶蚀裂隙和其它空隙等，且目前规模不大；大气降水主要通过孔隙、节理、裂隙渗入，补给条件一般；矿井准许开采的煤层大部分位于当地相对最低侵蚀基准面以下，小部分位于最低侵蚀基准面以上。在不遇顶、底板岩溶裂隙发育段时一般来说矿井充水量较小，对开采影响也较小。但在未来开采过程中，在水头压力作用下，其地下水将可能沿断裂破碎带、岩溶裂隙带、临界隔水厚度带等处向矿坑产生突水，成为矿床充水水源。矿井今后开采时的主要突水点应发生在老窑、采空区积水地带及低于安全厚度的岩溶裂隙发育段。根据充水因素分析，矿井水患主要是大气降水、地表水、老窑及老空区积水、煤层顶板及底板碳酸盐岩强含水层突水。由于是多种充水因素的综合作用，所以矿井防治水工程量较大，难度较高。一、矿井防水探水（一）地面防水地面防水是指在地面修筑排水工程和隔水防渗措施，以限制、阻止大气降水、地表水和浅部地下水补给矿井充水岩层或直接渗入地下。这种方法简单易行，从经济和技术两方面都是可行的。（二）井下防水井下防水是根据井巷等岩石的水文和工程地质特征，留设防水煤柱和建筑防水闸、防水墙。这种方法从经济和技术两方面也都是可行的。关键是工作落实到位。（三）井下探（放）水探水是指采矿中用超前钻探方法，查明工作面“顶底板”、“侧帮”、“前方”的含水构造、含水层、采空区积水水体的具体位置。此种方法从技术上是可行的。-33-\n二、矿床疏干矿床疏干是为了减少矿坑涌水量、防止突水、保证采矿安全的一种措施。疏干方式有三种：地表式、地下式和联合式。矿床疏干这种方法技术上难度不大，但从经济上来说则需要较大的投入。第三节矿井水防治的整体规划一、矿井水防治整体思路矿井水的防治是为了防止水害事故的发生，确保矿井建设和生产的安全，减少矿井正常涌水及降低生产成本，使国家煤矿资源得到充分合理的回收。为此，就必须做大量的防治水工作。根据矿区的主要水害类型，应采取相应的“探、防、堵、截、排”等综合防治措施。1、探：必须配备相应的探、防水设备，编制探防水设计，对采空区积水等情况不明的地段，坚持采取“有掘必探、探防结合”、“先探后掘、长探短掘”的原则。通常在下述情况下需要超前探水：①巷道掘进接近采空区；②巷道掘进接近断层；③巷道接近或需要穿过强含水层；④采掘工作面接近各类防水煤柱时；⑤采掘工作面有明显出水征兆时。2、防：巷道或工作面接近被淹井巷、积水老窑、隐伏导水断层时，应根据实际情况，应预留足够的防水煤柱、隔水煤柱的措施，以防治透水事故的发生，以达到安全生产的目的。3、堵：在地表主要径流地带修建排水沟、防洪沟，将地表水引出矿区排泄，从源头上减少地表水的入渗。4、截：根据矿井涌水量、突水量及透水量的大小，在矿井下修建水仓，截断及缓冲矿井涌水、透水对工作场所的危害。5、排：井下应修建排水沟等设施，每次下大到暴雨时和降雨后，应及时观测水情，查看井下涌水情况，应根据涌水量的大小，配足相应的抽排水设备及检修和备用的抽排水设备，排水能力必须根椐矿井涌水量的大小满足《煤矿安全规程》要求。以上所述防治措施都有一定的使用条件和局限性，在采掘过程进一步加强矿井水文地质工作，观测矿井内含水岩层出水性质，储水断层的导水性质，及附近老窑积水的位置，预测老窑采空区水量，总结活动规律。-33-\n井下探水，在井下掘进工作面，接近含水层断裂带、陷落柱、老空区等可能积水地点，必须进行探水工作，坚持“先探后掘、有掘必探”的探放水原则。探明地下水源后，根据水量大小，有计划的进行防水，将其疏干，消除水害对生命财产的威胁。排水时严格控制排水速度和排水量，以免引起地面的塌陷速度增快和地面建筑物的变形、倾斜、墙体开裂和井泉水位急剧下降。建立可靠的排水系统和排水设施，加强维护，必须具备应急备用水泵，保证正常排水不淹井。临时水仓的淤积每季度至少清挖两次，雨季前必须清挖一次，保证正常储水量，水沟的淤积要经常清挖，保证流水畅通。保证水泵正常运转，备用泵保持良好状态。水泵、水管、闸门、排水的电线路，必须经常检查和维护，在雨季前，必须全面检查一次，并对全部工作水泵和备用水泵进行一次联合排水试验，发现问题即时处理。水仓水位要经常保持在最低限度，排水泵工人要严守工作岗位，当出现停电或发生其它意外停泵时要即时向值班人员汇报水位上升情况。在巷道布置上尽量不揭露富含水层及落差较大的断面，保证巷道围岩有足够的承受水压能力，当必须揭露富含水层时，必须制定防水措施。巷道的排水沟保证畅通，在采掘过程中对一些涌水点采取疏堵结合的原则进行防治，有水害威胁的区域要留设足够的防水煤柱，保证安全。二、矿井水防治整体规划的确定根据搜集、整理到的我矿水文地质资料可以看出，我矿的防治水工作重点和难点在于老窑采空区积水的防治上，从源头上掐住或减少采空水的来源，加强采空区积水的探放，就可以从根本上减少和降低水害的风险，同时再辅以各项地面水防治措施，基本上就可以解决我矿的水害防治工作。由于我矿地表为山地地带，地表有大量冲沟发育，地形较为崎岖。经过实地踏勘，发现以往的小窑破坏对煤矿安全生产存在较大威胁。随着矿井生产的进一步进行，采空区范围将进一步扩大。在采空区上部、断裂构造带附近及厚度适宜的地段上，局部可能形成了地面裂隙和塌陷。经查明，在井田周边无其它非法小窑进行开采。针对上述情况，特提出水害整体防治规划如下：㈠、防治突水规划-33-\n1、完善水文补勘，分析老空水的赋存规律，明确老空水的静水位标高及水力联系，对隔水层的厚度承压进行专门的验算，进一步查清老空水对开采中的影响及能否造成大的水患，不断完善防治水方案。2、对有突水危险的钻孔必须留设合理的保护煤柱或进行探放水，对已知未封和封孔质量差的钻孔要视具体情况重新加封，以防钻孔突水。3、在已探明或推测有断层、陷落柱的地方、背斜柚部附近进行采掘作业时，要用物探、钻探相接合的地质分析法，坚持按规程要求做好超前防治水工作，对井巷工程需要通过的导水断层带，必须进行超前预注浆堵水，并加强井巷支护，对可能存在隐伏导水构造的回采工作面等，必须经物探，普查钻探重点验证。4、进行开拓延伸井巷工程时，严格按照“有掘必探，先探后掘”的原则，特别是接近揭露或主要含水层，必须采取有力措施，配备可靠的排水设施，严格按照作业规程、探放水设计、探放水措施进行探放水。禁止在没有设立可靠的排水设施前，揭露和接近主要含水层。㈡、防地表水入井规划1、在巷道掘进时严格执行探放水措施，并对顶板岩性及涌水情况进行定期观测、分析，以防地表水通过裂隙渗入井下巷道。2、在雨季时技术科要派专人定期对井田范围内地表裂隙、陷落及积水情况进行摸底排查。对容易积水的地点应修筑沟渠，排泄积水；对范围大的无法填平的低洼地带，应用水泵抽水，防止水渗入井下；在各井筒附近应修筑防洪坝，并每年汛期前必须将井筒周围的导水渠挖好疏通，并由专人负责。㈢、防治采空区水规划1、建立地面水文观测系统，定期观测各个水文孔情况，分析研究地下水活动规律，保证正常生产。2、健全采空区探放水体制对采空区要按照规程的有关规定密闭，留设导水孔，加强观测，及时将采空水排出；建立井田及相邻矿井采空区动态管理机制，掌握其采空范围、涌（积）水情况，防止采空区积水涌入矿井，造成涌（突）水事故的发生。第四节井下水害治理方案-33-\n目前，根据《初步设计》，我矿采用的防治水害措施主要有留设防水煤岩柱、井下探放水、疏干降压、注浆堵水等措施。一、留设防水煤岩柱采用留设防水煤岩柱的方法把导水裂隙、采空区水、地表河流隔离，保证煤层工作面的安全生产。二、井下探放水采掘工作必须执行“有掘必探，先探后掘”的原则，在遇到下列情况之一时，必须探水：（1）接近水淹或情况不明的井巷、老空、老窑或小煤矿时；（2）接近含水层、导水断层、含水裂隙密集带、溶洞或陷落柱时；（3）接近或需要穿过强含水层时；（4）接近未封闭或封闭不良的导水钻孔时；（5）接近各类防水煤柱或打开隔离煤柱放水时；（6）接近水文地质条件复杂的地段，采掘工作有突（出）水征兆时；（7）上层采空区有积水，在下层进行采掘工作，两层间垂直距离小于回采工作面采厚的40倍或小于掘进巷道高度的10倍时；（8）接近有水或有稀泥的灌浆区时；（9）采掘地点受顶底板承压含水层的威胁，其岩柱厚度小于计算的安全值时。三、疏干降压疏干降压是指借助于各种不同的排水工程（井筒、巷道、石门、钻孔、沟渠等）和相应的排水设备，疏干煤层顶板或煤层含水层水，迫使煤层底板含水层水降低到一定水平，使采掘工作得以在水量尽可能小甚至完全疏干的条件下进行。（1）疏干降压方法的选择：矿井疏干降压主要有三各方法：方法一：地表疏干地表疏干主要用在预先疏干阶段，是在地表钻孔中用潜水泵预先降低含水层的水位或水压的疏干方式，常用于煤层赋存浅的露天矿。随着高扬程、大流量潜水泵的出现，井工矿也可采取此种方式。地表潜水泵预先疏干较之井下并行疏干方式，具有施工方便、速度快、投资和管理费用较低、安全可靠等优点，且排出的地下水水质未受煤层污染，便于综合利用。方法二：地下疏干地下疏干主要用在并行疏干阶段，通常采用巷道疏干和井下钻孔疏干方式。-33-\n方法三：联合疏干联合疏干常用于水文地质条件复杂的矿井，或水文地质条件趋向恶化的老矿井。由于经济上和安全上的考虑，单纯疏干或单一矿井的井下疏干不能满足矿井生产要求时，应考虑采用井上下配合或多井的联合疏干方式。四、安全技术措施（一）探放水安全技术措施1．在接近采空区、含水层、导水断层、可能与河流等水体相通的断层破碎带时，应加强探水工作。2．打开水体隔离煤柱前要作好探水工作。3．接近断层、陷落柱、未封闭又可能突水的钻孔时应加强探水。4．在采动影响范围内有承压水等又存在隔水岩柱厚度不清，在接近水文复杂地段又情况不明时，要加强探水。5．在采、掘工程接近其它可能突水段时要加强探水。6．坚持做到“接近构造前及时探水”、“先探后掘”。7．在矿井建设和生产过程中，要高度重视小断层导水性的探查工作，必要时应及时注浆预防突水。8．在具体地点探水之前，要认真编制探放设计和安全技术措施，并严格落实。9．探放水期间防止有害气体溢出的措施（1）在进行打眼前，对钻孔附近的有害气体进行检测，当气体超限时停止作业，采取措施处理完毕后方可施工。（2）钻孔接近积水区5m的位置，钻孔速度减慢，并专人检查有害气体。（3）在钻孔贯通积水区时，不要急于拔出钻杆，观察是否有有害气体涌出现象，如果有有害气体超限，要及时切断电源，撤出人员，并采取有效的通风方式进行处理，只到有害气体正常后方可进行其它作业。10．必须及时排查分析本矿井区域内的老空积水情况，定期收集、调查、核对相邻矿井和废弃老窑情况，并建立台帐。本矿井积水区和矿井界外100m范围内的相邻矿井采掘工程积水区必须标绘在采掘工程平面图等有关图纸上；每半年至少核实一次积水区的积水量、积水上下限标高，修订积水线、探水线和警戒线。11．对矿井新开拓的采区、采掘工作面要进行水文地质条件分析，地质“三书”要阐明新开拓的采区、采掘工作面受水害威胁程度，并制定相应的防治水措施，确保生产安全。-33-\n12．矿井接近水淹或可能积水的井巷、老空、老窑或相邻矿井时，不得直接使用巷探；情况不清或存在的可疑地点，应采用物探、化探或钻探的方法，探查施工区域四周、上下方是否存在积水区。凡受井巷、老空、老窑或相邻矿井积水威胁的作业地点，未进行探放的，不得进行采掘作业。13．掘进工作面接近探水线时，必须编制探放水设计，超前探放水，并制定和落实防治瓦斯及其他有害气体危害等安全措施。采煤工作面受老空区积水威胁时，必须编制专门的探放水设计，严格按批准的措施执行。14．矿井探放水时，必须撤出受水害威胁区域内的所有无关人员：有突水预兆时，必须立即撤出井下受水害威胁区域内的所有人员。15．矿井探、放水工程必须由矿井总工程师组织地测、技术、安监、施工单位等有关人员，对工程质量进行验收、评价。（二）疏水降压安全技术措施1．放水前应对水量、水压及煤层透水性进行分析并预测，根据排水设备能力及水仓容量，制定放水的步骤并控制放水量，避免盲目性。2．放水过程中要注意水量的变化、出水清浊、有无杂质以及有无有害气体等情况，发现异常时及时采取措施。3．疏放水前应成立疏放水领导小组，制定出疏放水措施，疏放水由经验丰富的人员来操作，作业人员应熟知避灾路线，在疏放水期间领导小组成员要现场跟班指挥。4．疏放水地点撤退路线上要有良好的照明，保证撤退路线畅通。5．为防止高压水和碎石喷射或将钻具压出伤人，在水压过大时，应采用反压和防喷装置，并用档板背紧工作面以防止套管和巷帮（煤壁）突然鼓出，档板后要安设顶柱或木垛，然后再进行放水。7．情况紧急时工作人员应立即撤出工作面。8．事先应制定好安全措施，并严格贯彻落实。（三）合理确定探水线，探水与掘进合理配合探水线，即开始探水的边界线。《矿井水文地质规程》规定，积水老空区探水线（警戒线）是采掘工程平面图上标注的积水区及其最洼点的具体位置和积水外缘标高，向外推60m所划定的积水老空区的警戒线。工作面进入积水警戒线后，必须超前探放水，并在距积水实际边界20m处停止采掘作业，进行打钻放水，在确认积水已被基本放净后，方可继续进行采掘作业。但在生产过程中，有的煤矿根据“-33-\n在老空积水区边界位置准确，水压不超过1MPa的情况下，探水线至积水区的最小距离，煤层中不小于30m，岩层中不小于20m。”确定探水线，且取下限值，这是不很可靠的。因为在现有手段下，对冒落带和导水裂隙带最大高度的计算，因受地质条件变化等影响，得出的数据是不很精确的；对采空区的测量、填图等由于受时空变化和计算时比例尺换算等因素影响，其采空区的边界位置，尤其是最洼地是很难准确描述的。对此，必须心中有数，并根据实际情况合理调整确定探水线。1．平巷与上山配合探水：在同一煤层内，上部掘进上山，此时应先探水掘进平巷，然后再掘进上山，这样可避免上山掘进的危险性，又可减少上山掘进的探水工作量。2．隔离式探水。在水量大、水压强、煤层松软和节理发育的情况下，直接探水很不安全，需要采取隔离方式进行探水，如掘石门时，在石门中预先探放积水；或在巷道掘进迎头砌隔水墙，在墙外探水；此外，当相邻的煤层间距大于20m时，还可采用隔离层打孔的方法，探放另一煤层的老空积水。第五章实施计划及预期效果第一节项目实施计划一、项目组织机构贵州***煤业有限公司由矿长任组长、总工为副组长、各部门或施工单位负责人为成员的领导小组，统一领导和协调矿井水害综合防治工作。同时，成立公司防治水工作领导小组办公室，具体负责防治水的各项工作。对水害综合防治工作强化管理功能，实行全过程监督，确保水害综合防治工作的顺利完成。二、项目资金管理制定资金管理办法，确保水害综合防治工作资金足额到位；设立专门帐户，专款专用；资金要统一管理，统一调动，确保资金全部用于水害综合防治工程之中；矿长要定期对水害综合防治资金的运作进行监督。三、项目实施保障措施1．建立健全各项制度，抓好项目的实施和管理；2．做好设备购置、到货验收、安装、调试到投入使用全过程的管理工作，确保项目投入的设备充分发挥效能；3．制定施工安全技术措施。-33-\n四、项目实施计划具体安排如下：1.2013年5月前：进一步完善雨季防治水措施，建立起井田周边采空区动态管理台帐。2．2013年5月～2013年12月：调研资料，进行采空区水体富水特征的属性研究，进一步从理论上分析研究矿井水文地质条件特征和水文长观孔施工地点、层位，确定各含水层径流、补给、排泄条件。3．2014年1月～2014年12月：根据水文长观孔所揭露的地质信息，利用弹塑性理论建立起各各主采煤层上覆岩体内的裂纹的非线性应力应变关系；根据裂隙岩体损伤本构模型，进行数值计算。4．2015年1月～2015年3月：完善采空区上部地面裂隙和塌陷区域治理方案，完成其它采区采煤的防治水措施和开采方案的编制。5、2015年4月-2015年12月：完善井田内其它采区水文补勘工程，分析老空水的赋存规律，明确老空水的静水位标高及水力联系，对隔水层的厚度承压进行专门的验算，进一步查清老空水对各主采煤层开采中的影响及能否造成大的水患。第二节项目实施后的预期效果一、预期效果通过对采空区上部地面裂隙和塌陷进行注浆充填，可有效阻止地表积水渗入矿井。从根本上杜绝了发生透水淹井事故的可能性，即保证了矿井井下工作的安全条件，又减少了经济损失。可较大程度的减少矿井涌水量，矿井排水费用将大大降低。对临近断层、构造带或可能突水区域的采掘工作编制编制防治水措施和开采方案，解放了水体周边大量煤柱资源，同时也为矿井的安全生产提供了安全保证；雨季加强防治水管理，减小了大气降水对矿井水害的影响；建立井田周边采空区动态管理机制，可有效防止采空区突水的发生。井田西部水文补勘的完善，对老空水的赋存规律有了科学的分析，明确了老空水的静水位标高及水力联系，对隔水层的厚度承压进行胃专门的验算，查清了老空水对7-33-\n#号煤层开采中的影响及能否造成大的水患，健全了7#号煤层的防治水方案，增强了矿井抗灾能力。二、建议1、采用适合本矿井的物探、钻探、化探等综合探测技术，查明矿井或采区水文地质条件；凡水文地质条件不清楚的区域，不得进行采掘活动。2、在井下保证排水设备正常运作，主水泵必须保持完好，要定期检修；必须保证一台运行，一台备有，一台检修；3、对矿井井下存在的隐伏导水、导气等构造、采空区、应采用先进的探测方法准确探明其位置及特征，对7#号煤层采空积水、积气要重点进行探测排放；在地面无法查明矿井水文地质构造和充水因素时，必须坚持有疑必探。凡井下采掘地点发现有透水征兆，必须严格执行控放水原则，有掘先探，先探后掘，并专门编制探水措施，要留设足够的安全保护煤柱，防止矿井突水事故的发生。密切观察采空区有积水，探放水要由专业人员使用专用探放水钻机进行施工，保证探放水钻孔的超前距离，探放水钻孔必须打中老空水体并要监视放水全过程，直到老空水放完为止；探放水时，要撤出探放水点位置以下受水害威胁区域的所有人员，发现有突水预兆时，必须立即撒出所有受威胁区域的人员并采取有效措施，水患消除后方可继续施工。4、水患防治在我矿是一项长期而艰巨的任务，即使上述提出的各项措施都落实到位，在实际工作中仍需要时刻注意，不可疏忽大意。-33-