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1、云南XX煤电工程XX煤矿矿井初步设计安全专篇补充说明由国家煤矿安全监察局聘请的专家组于2007年在北京对云南XX煤电工程XX煤矿矿井初步设计安全专篇（以下简称安全专篇）进行了审查，专家组提出了审查报告，国家煤矿安全监察局以煤安监司函监察 “关于督促修改云南XX煤电工程XX煤矿矿井初步设计安全专篇的函”提出了10条需完善、解决的主要问题。昆明煤炭设计研究院对照专家组审查意见及煤安监司函监察号函提出的问题进行了逐条修改，并完成了云南XX煤电工程XX煤矿矿井初步设计安全专篇（报批稿）。2007年，专家组组长在北京组织部分专家对报批稿进行了复审通过，并出具了复审意见。现对照司函意见和专家意见，补充说明
2、如下：一、矿井的开拓部署及生产系统布置未充分考虑本矿各煤层及其瓦斯的赋存特点，在矿井防突措施的实施和提高抗灾能力等方面考虑不足。目前的设计内容中，人为地将下山采区集中巷分成两段，将每段服务范围视为一个采区，不符合分区通风的要求，采区划分不合理。应科学合理地确定矿井各采区范围，明确采区巷道、回采巷道间的施工顺序。安全专篇（报批稿）重新调整了开拓部署和采区布置：将单一水平斜大巷布置调整为两个水平（+1170m、+950m），采用水平大巷布置；根据水平划分，并按双翼采区布置对采区划分进行调整，采区倾斜长度调短划分为13个采区。在采用水平大巷布置后，原布置下山、采区经+1170m大巷标高分割出现上山采
3、区，下山部分另划采区改由+950m水平开采。初期、采区为上山采区，并调整为双翼布置。采区内煤层分组集中布置岩石上山，初期按C2、C3、C7+83层煤联合集中布置上山山，层位选择在不可采C8+1煤层中，岩石上山按三条巷（带式、轨道、回风）联合布置，并在煤层中增设一条煤层回风上山（作掘进回风用），上部与回风大巷相连，下部与+1170m大巷相连。在上山开口做区段石门揭煤后，沿煤掘工作面两侧巷道。按此布置 ，可满足采区上山贯通整个采区，在施工完采区准备巷道后，形成全负压通风后再掘进回采巷道的要求。改善了矿井的通风条件，提高了矿井通风系统的稳定性，更有利于生产接续和瓦斯抽放及防突措施的实施。插图：XX煤
4、矿开拓方式平面图采区布置详见采区巷道布置及机械配备平面图，图号AZ1328-163-1。对已经形成的煤层巷道要求建设方要采取安全措施。二、在C8+1煤层及其瓦斯赋存状态和突出危险性不清的情况下，沿C8+1煤层（与上下两个有突出危险性的临近可采煤层距离均在10m左右）布置采区集中巷道和瓦斯抽放巷，安全可靠性不高。应重新选择采区集中巷道和瓦斯抽放巷等主要巷道层位布置方案并论证其必要性和可靠性，为实现巷道安全施工长期安全使用打下坚实基础。1、主要开拓巷道布置方案选择本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，根据煤矿安全规程的规定：“主要巷道应布置在岩层或非突出煤层中。应尽可能减少突出煤层中的掘进工作量。” 矿井
5、在基建过程中发生多次突出，经鉴定C2和C7+8为突出煤层，C3煤层尚未进行采掘作业，不能保证没有突出危险。据地勘资料，开采主要煤层均有煤与瓦斯突出危险性。因此，主要开拓巷道在各可采煤层突出危险性尚未完全明确前，应按岩巷布置考虑。本井田煤层赋存为一缓倾斜近距离煤层群，C2至C19煤层的平均距离为150m，水平距离约10001500m。为适应矿井开采强度较大，采掘推进快，从简化系统，减少出矸量，加快掘进速度并降低掘进费用考虑，开拓巷道适宜集中布置。若全部集中布置在C2煤层顶板，顶板为深灰色薄层状粉砂质泥岩夹泥岩条带软弱岩组，厚5.2518.74m，平均自然干抗压强度42.2MPa，饱和湿抗压强度为
6、18.6MPa，裂隙发育，发育两组近于相互垂直的共轭节理，稳定性稍差，易脱落，支护较困难，易发生工程地质问题。其上也存在 C1+1煤线（0.020.79/0.29）和C1煤线（0.050.62/0.26） 。且存在压煤，下向孔抽放效果差的问题。根据勘探资料，从岩煤层对比图来看，适宜集中大巷布置的层位有两处，一处为C19煤层底板，岩性为粉砂岩夹细砂岩，距下层不可采C23煤层间距大于100m。另一处为C7+8、C9煤层之间，平均间距为煤层间距最大，设计按+1170m大巷所在标高附近钻孔资料统计，C7+8底板距C9顶板层间距铅锤距离在23.4130.79m之间，平均26.57m。法线距离在22.61
7、29.74m之间，层间距较为稳定。井田内C7+8煤层之下610m，4107线东部发育有C8+1 煤线，层位稳定，煤层顶板的深灰色薄层状泥质粉砂岩中，含丰富的小个体双腔贝动物化石，可作为辅助标志。C7+8、C8+1、C93层煤及其间的一套分选性较好砂岩组成一套粒度韵律地层，C8+1到C9煤无再可采煤层，为良好的组合标志，对于层位控制和支护较为有利。其余煤层间，间距小，夹局部可采煤层及不可采煤线，且不稳定，无合适层位可供选择。插图：岩煤层对比图，见图2。附表：初期集中岩石大巷层位煤层间距统计表，见表1。插图：集中大巷层位位置图，见图3。表1 初期集中岩石大巷层位煤层间距统计表C8+1(顶板距C7+
8、8底板）C8+1(底板距C9顶板）C8+1煤厚C7+8底板距C9顶板Zk7+17.818.320.3626.484215-16.9418.720.7326.394215-25.615.020.521.124217-26.7814.510.6521.944217127.719.760.6528.114219-27.220.780.528.484219-38.3917.860.4526.74221-18.6221.570.630.794223-26.75210.5028.254225037.2620.280.4928.034227027.2521.110.4728.834229-17.7618.4
9、20.2626.444231028.3219.90.5528.774233-16.7517.750.3524.854235028.1614.860.3923.41 图2 集中大巷层位位置图从图3可看出，若采用大集中方案，全部集中布置在C19煤底板，可保证大巷掘进安全性高，但主石门长，按双石门计，岩石工程量近2000m，顶板石门揭煤次数多。采区石门需底板返向掘进，同样增加岩石工程量近2000m，底板返向石门揭煤次数多，在C19煤层底板距初期开采煤层垂距约150m，距离远，钻孔工程量大，不利于布置底板抽放巷卸压抽放，不利于防突，宜分组集中布置。结合开采顺序考虑，矿井开拓大巷按分组集中布置，按C2、
10、C3、C7+8、C9煤上组煤联合集中布置。初期上组煤集中岩石巷层选择在C7+8煤层底板中。下组煤集中大巷初步选择在C19煤层底板P2l灰岩中。由于C78和C9煤层间存在不可采C8+1煤层，厚0.260.73m，平均0.50m，地勘资料对C8+1煤层的瓦斯未作取样分析，不能排除其突出危险性。从大巷标高层间距来看，C8+1煤层顶板距C7+8煤层底板较近为5.48.32m，平均7.15m，C8+1煤层顶板距C9煤层底板较远为14.020.39m，平均18.0m。基于上述因素，初期上组煤集中岩石巷层位可按两个位置方案进行比较选择。方案：大巷层位按位于C78煤层和C9煤层中间布置，位于C8+1煤层下平均
11、垂距2.8m左右，两条大巷沿倾斜方向错开布置，倾斜间距3040m。插图： 上组煤集中大巷布置方案图，见图4。 图4 上组煤集中大巷布置方案图方案：大巷层位按沿C8+1煤煤线不破顶板布置，即大巷沿C8+1煤层布置，掘进时留顶破底，同样两条大巷沿倾斜方向错开布置，倾斜间距3040m。插图： 上组煤集中大巷布置方案图，见图5。 图5 上组煤集中大巷布置方案图两个方案优缺点比较见表2。表2 上组煤集中岩石大巷层位方案比较表方案特点方案：大巷层位按位于C78煤层和C9煤层中间布置大巷层位按沿C8+1煤煤线不破顶板布置优点1、上下距突出煤层岩柱较为平均，均在10m左右1、沿C8+1煤层掘进，层位容易控制，
12、减少了误穿其它突出煤层的几率。2、作为弱突出煤层，在煤层中掘进，防突措施的实施较为容易有保障。缺点1、大巷距C8+1煤层近，在为了保证大巷坡度和中线，在C8+1煤层有突出危险的情况下，需经常性采取石门揭煤的防突措施揭穿C8+1煤层，对掘进进度和安全的影响大。2、受地质条件和构造影响，存在上下邻近层突出危险。1、大巷距C7+8煤层较近，从现有资料看在4215钻孔附近岩柱仅5.4m，其余地段在7m左右。2、同样受地质条件和构造影响，存在上下邻近层突出危险。根据有关经验，突出危险性随突出煤层厚度增大而增大。据南桐矿务局统计：煤层厚0.30.5m突出次数占总突次数的1.7%，平均突出强度为2t；煤层厚
13、0.70.8m突出次数占总突次数的16.6%，平均突出强度为38t；煤层厚1.01.5m突出次数占总突次数的18.7%，平均突出强度为4.3t；煤层厚2.53.2m突出次数占总突次数的63%，平均突出强度为88t。故C8+1煤层即使突出，也应为弱突出煤层。经上述比较认为，从便于大巷层位控制，减少误穿突出煤层几率，同时，C8+1不可采煤层按有突出危险考虑，在弱突出煤层中防突掘进比经常性石门揭煤更为安全。因此在C81煤层揭煤需进行突出危险性鉴定，施工过程需进行预测或采取防突措施安全掘进，以及对上下邻近层突出危险采取防突措施后（具体防突措施见第四章第四节）。设计推荐采用方案。在建设和生产过程中，应根
14、据地质条件和煤层突出危险性情况对大巷层位作进一步优化。2、集中岩石大巷（底板抽放巷道）掘进采取的安全措施根据矿井开拓设计，主要开拓大巷和瓦斯抽放巷布置在C7+8煤层和C9煤层之间的C8+1煤层中（不可采），地勘报告对C8+1煤层的厚度变化及煤层突出危险性未作分析评价，不排除有突出的可能性。此外，C8+1煤层距离C7+8、C9煤层都比较近，在掘进过程中存在误穿突出煤层的可能。根据前面开拓巷道层位选择的分析论证，又没有更好的层位可供选择。因此，在选择C8+1煤层作为集中岩石大巷时，掘进巷道必须采取以下安全措施：在开拓巷道掘进进入C8+1煤层后，应委托有资质的科研单位对C8+1煤层的突出危险进行评价
15、。当评价结果为有突出危险时，应按突出煤层管理，严格执行“四位一体”的综合防突措施。由于C8+1煤层厚度较小，在掘进中采取预抽煤层瓦斯作为防突措施比较困难，因此，建议采用超前排放钻孔作为防突措施。为了防止误穿突出煤层，在掘进过程中必须坚持“先探后掘”。每隔100m向工作面前方顶、底板方向各打2个超前钻孔（超前距离大于20m），探测巷道前方的地质构造和煤层间距的变化情况。除施工超前地质探孔外，还可采用地质雷达等物探手段，探测巷道前方的地质构造及其变化情况。除长钻孔超前探测外，在掘进过程中还需每隔5m向煤层顶板（底板）施工部分短钻孔进行超前探测（超前距离大于5m），确切掌握前方地质构造及煤层间距的变
16、化情况。在巷道掘进过程中，当C8+1距C7+8（C9）煤层的垂直距离小于5m时，必须对C7+8（C9）煤层采取防突措施，消除其突出危险，确保8+1煤层掘进时的安全。在需要穿过突出煤层时，应按石门揭煤的有关措施执行。三、煤层开采顺序及保护范围不明确。应按照“C2煤层开采结束后，才能开采C3煤层，在C3煤层的保护范围内确定C7+8煤层的开采范围”原则进行相关设计。在保护层内不得留有煤柱。1、保护层与被保护层之间的有效垂距。开采保护层后，开采层周围的岩层和煤层向采空区方向移动、变形，根据卸压程度的大小，在垂直保护层层面方向可划分为三个带：岩石混乱移动带（冒落带）；岩石完整性破坏移动带；岩层弯曲带（弹
17、塑性变形带）。因此，保护层的有效层间垂距，在不配合人工抽放瓦斯时，实际上就是第带的边界到保护层的层间垂距，在抽放瓦斯时，有效层间垂距可扩大。XX煤矿开采上保护层，煤层属缓倾斜煤层，其保护层的有效层间垂距在抽放时为50m，不抽放时为30m。上保护层的最大有效层间垂距也可按下式计算： S上=S上12式中 S2上保护层的最大有效层间垂距，m；S2上保护层的理论最大有效层间垂距，m。它与工作面的长度 a和开采深度H有关，可查表选取。当 a0.3H时，取a=0.3H，但a不得大于250m。 1保护层开采影响系数； 当MM0时，1=M/M0 当MM0时，1=1M保护层的开采厚度，m；M0开采保护层的最小有
18、效厚度，m，查图选取；2层间硬岩（砂岩、石灰岩）含量系数，以表示硬岩在层间岩石中所占有的百分比。50%时，2=1-（0.4/100）50%时，2=1XX矿的开采深度为200600m, 工作面长度为200m，C2煤层开采厚度1.67m。因a0.3H，所以，取a=0.3H=180m。查表得S上=59m，M0=0.6。又因MM0，所以取1=1。C2煤层到C7+8煤层的层间距离为45.3m，层间岩石主要为砂岩，硬岩所占百分比约为90%，大于50%，则2=0.64。经计算上保护层的最大有效层间垂距为37.8m。由此可见，在C2煤层开采后，C7+8煤层尚未处于有效保护范围。C3煤层距C7+8煤层的层间距为
19、27.54m，C3煤层开采后，可有效消除C7+8煤层的突出危险。因此，矿井采区内采用下行扒皮开采，C2煤层作为矿井的首采煤层，C2煤层开采结束后再开采C3煤层，C3煤层开采结束后再开采C78煤层。2、沿走向的保护范围对停采的保护层工作面，停采时间超过3个月，且卸压比较充分，该工作面的始采线、停采线及所留煤柱对被保护层沿走向的保护范围，在没有实测资料时，可暂按卸压角5660划定。本设计按60划定沿走向的保护范围。3、沿倾斜的保护范围保护层沿倾斜的保护范围，可按卸压角划定，卸压角的数值同煤层倾角、开采深度、地层岩性等因素有关。各种条件下的卸压角，最好通过实地考察确定。在没有实测资料时，可按防突细则
20、表17中选取。XX煤矿煤层平均倾角为10，查表得沿倾斜方向的卸压角为75。因此，本设计按75划定沿倾斜方向的保护范围。插图：保护层有效范围图，见图6。 图6 保护层有效范围图从上图可看出，仅从保护层开采来说，在采区范围内，保护层按卸压角至被保护层之间存在未卸压范围，还需结合临近层和被保护层卸压抽放，确定消除突出危险后，方可在被保护层中进行采掘活动。四、XX煤矿C2煤层曾多次发生突出动力现象，根据本设计确定的开采顺序，C2煤层将作为本矿井的首采煤层，但设计中防突工作重点却放在C7+8煤层，对C2煤层考虑不足。现有设计的掘进工作面采用长钻孔预抽瓦斯，预抽保护范围不符合煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10
21、26-2006）规定，且没有规定检验手段，操作性不强；回采工作面预抽瓦斯率达到35%的保证措施不充分。应进一步补充开采C2煤层的防突措施及其组织保障措施。设计将首采C2煤层作为防突工作重点，补充完善了C2煤层掘进开采时的防突措施、预抽率保证和补救措施及组织保障措施。1、预抽煤层瓦斯方法大面积预抽煤层瓦斯也是一种区域性防治突出措施，在我国许多突出矿井中广泛采用。XX煤矿首先开采C2煤层作为保护层，而C2煤层又是突出煤层，而且突出强度较大，所以，必须采用大面积预抽煤层瓦斯作为C2煤层的区域性防突措施。预抽C2煤层瓦斯的效果好坏将直接影响XX煤矿的安全生产和产量提高，因此，大面积预抽C2煤层瓦斯将是
22、今后煤与瓦斯突出防治工作的重点，应引起高度重视，并认真组织实施。矿井开拓设计将主要大巷集中布置在C7+8煤层底板岩石中，并在每个采面沿C8+1布置底板抽放巷道。但由于底板抽放巷道距离C2煤层较远，采用穿层钻孔进行大面积预抽，其钻孔工程量太大，施工时间长，经济上极不合理。因此，仍采用顺层钻孔进行大面积预抽瓦斯。顺层钻孔抽放分为掘进工作面抽放和回采工作面抽放两种方式。(1)掘进工作面预抽钻孔布置掘进工作面应坚持“先抽后掘”的原则，在掘进工作面布置11个钻孔，巷道中间5个钻孔和巷道最外侧2个钻孔长度为200m，其余4个钻孔长度为220m。钻孔间距为2m，钻孔控制范围为巷道两侧8m。每个循环钻孔总长2
23、280m，预抽时间为30天，根据相似矿井的条件，预抽率预计可达35%。每循环留15m超前距，抽放后可掘进185m（在实际施工中应以最短抽放钻孔长度留15m超前距离确定每循环掘进长度和巷道两侧的控制范围）。此外，在两个循环之间的三角地带掘进时需补打部分排放钻孔。如果预抽后还未完全消除突出危险，则采用超前排放钻孔作为补充防突措施。(2)回采工作面预抽钻孔布置在C2煤层顺槽巷道内每掘进一段距离后向回采工作面施工顺层钻孔，进行大面积预抽瓦斯。 钻孔采用交叉钻孔布置，即一部分钻孔与工作面平行，一部分迎向工作面，与工作面呈10夹角，两者交替布置。钻孔间距为510m，钻孔长度为185m，预抽时间为12年，预
24、抽率预计可达45%。按工作面走向长1500m计算，一个工作面共有217个钻孔，钻孔总长度40145m，按每班平均钻孔进尺100m计算，采用1台钻机施工，约需要138天。根据抽放钻孔布置、煤层赋存特点及国内外打钻设备的现状，掘进工作面抽放钻孔施工在目前先采用ZY300钻机施工，以后需引进LMC-400定向钻机进行施工；采面顺层钻孔施工采用ZY300钻机施工。2、预抽煤层瓦斯防突措施的有效性指标的确定和检验。衡量预抽瓦斯效果的有效性指标是煤层瓦斯预抽率，它是预抽瓦斯量占钻孔控制范围内煤层瓦斯储量的百分比。预抽煤层瓦斯防治突出的有效性指标应根据矿井实测资料确定，并报上级主管部门总工程师批准。按照煤矿
25、安全规程的规定，瓦斯预抽率应大于30%。按照煤矿瓦斯抽采基本指标的规定，突出煤层预抽瓦斯含量应降至8m3/t以下。根据C2煤层平均瓦斯含量为12.22m3/t计算， C2煤层的预抽率应达到35%。为了考察预抽瓦斯效果，在每个抽放地点的抽放管路上安设流量计，并定期测定瓦斯抽放量。同时，在每个采区预抽前应测定C2煤层的原始瓦斯含量，并计算将瓦斯含量降低到8m3/t以下的瓦斯预抽率。当预抽瓦斯达到预定的抽放时间时，根据抽排瓦斯总量和钻孔控制范围的瓦斯储量计算瓦斯预抽率，或测定C2煤层预抽后的残余瓦斯含量。当预抽率达到规定的预抽率指标或煤层残余瓦斯含量降低到8m3/t以下时，否则应延长抽放时间或在下一
26、循环施工抽放钻孔时缩小钻孔间距、增加钻孔数量。3、组织保障措施(1) XX煤矿应按照“防突措施施工、防突效果检验、采掘作业”三方相互独立、相互制约的原则建立相应的组织机构，确保防突工作认真实施。(2) 在每个采掘工作面进行抽放前，应由矿技术部门或防突考察组根据抽放地点的具体条件编制专门的抽放钻孔施工设计。(3) 瓦斯防治队负责防突和抽放钻孔的施工，在施工中应严格按照设计参数施工，并对钻孔竣工参数、施工过程中出现的问题做好详细记录。钻孔未达到设计深度，应补打抽放钻孔。(4) 每个钻孔施工结束时，应由防突考察组派人对钻孔参数进行验收，并及时将钻孔绘制在竣工图上。如果发现钻孔之间出现空白地带，应补打
27、抽放钻孔。(5) 钻孔施工结束后，瓦斯防治队应及时封孔，并将钻孔接入瓦斯抽放系统进行抽放。瓦斯防治队应对每个抽放钻孔建立施工台帐，包括钻孔的设计参数、竣工参数、施工时间、封孔时间、封孔深度、接抽时间、结束抽放时间等。(6) 瓦斯防治队应在每个抽放支管上安设计量装置，并定期检测瓦斯抽放量，掌握瓦斯抽放浓度、负压、流量的变化情况，并对瓦斯抽放效果定期进行分析。(7) 当瓦斯抽放达到预定抽放时间后，应由矿总工程师组织有关部门对预抽瓦斯效果进行评价，编制预抽瓦斯效果评价报告，并报总工程师批准。如果预抽率达到规定的指标或残余瓦斯含量降低到8m3/t以下方可进行采掘作业，否则应延长抽放时间或在下循环缩小钻
28、孔间距，增加钻孔数量。(8) 当采掘工作面达到预定的抽放指标后，在进行采掘作业时，须由防突考察组派人进行防突措施效果检验，并填写防突措施效果检验报告单，报矿总工程师批准。(9) 当效果检验确认已完全消除突出危险时，采掘队方可进行采掘作业，否则应由瓦斯防治队施工超前排放钻孔，作为补充防突措施。排放钻孔施工结束后，防突考察组需再次进行防突措施效果检验。(10) 防突措施效果检验指标及临界值应根据现场实际考察确定，或参照防治煤与瓦斯突出实施细则推荐的指标及临界值执行。(11) 掘进（采煤）队应严格按照批准的掘进（回采）长度进行作业，严禁超掘（超采）。在采掘作业过程中应严格执行有关的安全防护措施。(1
29、2) 矿安监部门应严格监督防突措施的执行情况，确保C2煤层安全掘进和回采。(13) 建设单位应与有关科研单位合作，开展抽放钻孔成孔技术研究、预抽煤层瓦斯防突效果考察、突出危险预测敏感指标及临界值考察等试验考察工作，为C2煤层的防突工作提供技术支撑。五、未阐述生产接续与实施抽采瓦斯防突措施的关系。应以及时、有效实施防突措施为前提，合理安排生产接续，进一步补充采区（工作面）正常生产、接续准备与实施防突措施在时间和空间上的关系等有关设计内容，做到先抽后掘、先抽后采，实现抽、掘、采平衡。1、先抽后掘： 煤巷掘进月进度指标的确定根据煤炭科学总院重庆分院提供的云南XX煤电工程XX煤矿瓦斯防治专项设计，C2
30、煤层顺槽掘进前采用长孔预抽瓦斯，在一个抽放循环中，掘进工作面布置11个钻孔，钻孔间距为2m（200m处），钻孔控制范围距巷道两侧8m，巷道中间5个孔和巷道最外侧2个钻孔为200m，其余4个孔为220m，钻孔总长度为2280m，采用ZY-300型钻机施工，每个班进尺按100m计算，则每个循环施工钻孔需89天。预留15m超前距离后，可掘进185m，则掘进时间需为2122天，掘进速度约为260m/月。回采工作面顺槽按双巷布置，一条进行预抽时，预抽时间为30天，另一条进行掘进与打孔，交替作业，顺槽掘进速度为185m。 2、先抽后采回采工作面采前瓦斯预抽是在回采工作面下顺槽巷道内向回采面施工顺层钻孔，进
31、行大面积预抽瓦斯，钻孔采用交叉布置，即一部分钻孔与工作面平行，一部分迎向工作面，与工作面成10的夹角，两者交替布置，钻孔间距为510m，钻孔长度为185m，预抽时间为12年，在掘进顺槽过程中，可以滞后12个循环向回采工作面布置钻孔进行回采面瓦斯预抽，随掘进巷道的逐步加长，瓦斯预抽钻孔逐步加密，回采面形成后再预抽12.0个月以上，待防突措施效果检验后方可进行回采。 3、预抽、掘进、回采之间的接替关系根据XX煤矿C2煤层地质赋存情况、机械化程度以及受到掘进进度的限制，C2煤层回采面的年生产能力按95万t/a考虑，则年推进度为1945m，根据采区布置图，回采工作面走向长度为1500m，则回采时间为9
32、.5个月，预抽时间大于12.0个月，共需要21.5个月。回采工作面掘进长度为15002+220，掘进速度为185m/月，则掘进时间为8.52=17.0个月，为了让回采面有续接替，所以当一个回采面在进行回采时，另一个回采面必须进行预抽，采区布置布置了两个综掘工作面，能够满足回采要求。 详见采面掘进、预抽及回采接替平衡关系横道图，图号AZ1328-172-1。六、未明确地面永久抽放瓦斯系统正式投入运行的时间，无法保证抽放瓦斯防突措施及时有效地实施。应按照井下防突和抽采瓦斯需要，提前建成地面抽放系统；并且认真研究增加地面钻孔抽采措施、增设瓦斯综合利用配套项目的必要性和可行性，实现以用促抽。1、地面瓦
33、斯抽放系统投入运行时间地面永久系统正在建设之中，已完成抽放泵设备招标和抽放站平场工作。按照井下防突和抽采瓦斯需要，在工作面顺槽内实施大面积预抽之前地面永久抽放系统投入运行。2、地面钻孔抽采瓦斯的可行性XX煤矿地面为高山，地形起伏较大，高低不平，交通不便，施工地面钻孔困难较大，投资也较大。此外，由于煤层透气性较差，采用地面钻孔预抽煤层瓦斯效果较差，开展地面钻孔预抽煤层瓦斯的可能性较小。建议建设单位与有关单位合作，开展地面钻孔预抽煤层瓦斯的试验考察，对地面钻孔预抽瓦斯的可行性进行专门评价。3、抽放瓦斯的综合利用及评价根据初步计算，XX煤矿煤层瓦斯储量为35253.79Mm3，可抽瓦斯量为13796
34、.99Mm3。说明矿井瓦斯储量非常丰富，可抽瓦斯量大，抽放系统服务时间长。将抽出的瓦斯作为能源加以利用，可减少矿区环境污染，并取得十分显著的社会、经济与环境效益。只要配采合理，选用方法恰当，钻孔布置合适，就能保持瓦斯抽放量长期稳定，使抽出的瓦斯得到均衡利用。七、部分巷道设计风速低于或高出了许可范围。根据开拓开采布置和通风计算，矿井开采C2、C3煤层时矿井只需一号回风井即可满足通风要求。达产时开采C7+8煤层需增加一号进风井和二号回风井。根据通风系统及总风量计算，利用计算机解算通风网络，计算矿井初期容易时期、困难时期、达产时各类巷道的风量及负压（局部阻力取10%）。由计算结果知，矿井初期通风容易
35、时期一号回风井风压为1978.6Pa，初期通风困难时期一号回风井风压为2905.9Pa；矿井达产期一号回风井风压为1662.8Pa，二号回风井风压为2541.2Pa。 经计算，一、二号风井及矿井在各时期通风等级孔在5.8511.83m2之间，通风阻力等级均为小阻力矿井，矿井通风难易程度评价为易。 回风立井井筒安设了封闭的梯子间。在修改中根据审查意见对巷道设计风速也进行了调整。八、未说明井田周边小煤矿分布及其开采情况、钻孔封孔质量和陷落柱发育情况；主要含水层龙潭组一段和茅口灰岩强含水层水文资料不足，留设1050m的断层防水煤柱缺乏科学依据。应进一步效核矿井正常涌水量和最大涌水量；补充说明井田边界
36、断层和井田内主要断层的导水性，并根据各断层不同落差、导水性、充水压力等分别计算各自防水煤柱尺寸；井田以断层为边界时，应按井田边界保护煤柱和断层防水煤柱最大值留设。1、井田周边煤矿分布开采情况及防治措施(1) 井田周边煤矿分布开采情况外围生井矿井大多位于老厂矿区浅部各勘区，主要开采C2、C3、C7、C8煤层，采深相对可达200m，煤巷走向最长超过1500m，年总产量250万吨以上。各煤矿开采情况简述如下：四角地煤矿：位于十八连山乡大河木德东面，以平硐开采二勘区209线219线间+2000m标高以上的C2、C3、C7、C8煤层。矿井资源量700万吨，井型9万吨/年，1986年投产。与本矿不接壤。丹
37、烁煤矿：位于富源县十八连山乡大河木德村东南，设计生产能力15万吨/年，平硐开拓，短壁式开采，开采标高19951750m，矿区面积2.0814 km2，实际年产量8万吨。开采面积50万m2，巷道最大长度大于1500-2000m，涌水量为10-20 m3/h，自然排水。2005年核定生产能力42万吨/年，2006年实际产量9.7万吨。雄硐煤矿：位于富源县十八连山乡大河木德村东南，设计生产能力 6万吨/年，平硐开拓，壁式采煤法，开采标高19001650m，矿区面积2.0949 km2。现开深度1986m，开采面积120万m2，巷道最大长度大于1000m，涌水量为10-40 m3/h。天井煤矿：位于富
38、源县十八连山乡德克村北，设计生产能力15万吨/年，平硐开采，壁式采煤法，开采标高:20001875m，矿区面积2.339 km2，现开深度1878m，开采面积60万m2，巷道最大长度大于1500-2000m，涌水量为5-20 m3/h，自然排水。2005年核定生产能力54万吨/年，2006年实际产量37.3万吨。平庆煤矿：位于富源县十八连山乡幕乐村北东，矿区面积2.411km2，开采标高20001700m，设计生产15万吨/年。现开深度2016m，开采面积120万m2，巷道最大长度大于1000m，涌水量为10-40 m3/h。采用平硐掘进，自然排水，短壁式开采。2005年核定生产能力57万吨/
39、年，2006年实际产量53.44万吨。幕乐煤矿：位于富源县十八连山乡幕乐村东南。开采标高20001700m，设计生产能力6万吨/年，采用平硐开拓，现开深度1996m，开采面积101万m2，巷道最大长度大于1500-2000m，涌水量为5-20 m3/h。自然排水，短壁式开采，2005年核定生产能力21万吨/年，2006年实际产量14万吨。戛拉煤矿主井（1、2号井）：隶属于富源县黄泥河镇，位于祭羊山南面，平硐开采，短壁式采煤，自然排水，设计生产能力15万吨/年，2005年核定生产能力25万吨/年，2006年实际产量9.36万吨。宏发煤矿：隶属于富源县老厂乡，设计生产能力15万吨/年，短壁式采煤，
40、开采标高19001300m，矿区面积：2.5877 km2。2005年核定生产能力45万吨/年，2006年实际产量42.65万吨。雄达煤矿：富源县十八连山乡，设计生产能力15万吨/年，探明地质储量1096万吨，斜井开采，长壁式采煤，开采标高16501400m，矿区面积4.0006 km2，开采面积90万m2，巷道最大长度大于1500-2000m，涌水量为5-20 m3/h。2006年实际产量35.88万吨。恒达煤矿：隶属于富源县老厂乡，设计生产能力15万吨/年，2005年实际产量27万吨。短壁式采煤，开采标高20001600m，矿区面积1.9666 km2。2005年核定生产能力19万吨/年，
41、2006年实际产量29.73万吨。与本矿不接壤。康发煤矿：隶属于富源县黄泥河镇，为2005年新建矿井，设计生产能力15万吨/年，壁式采煤。目前煤矿尚未形成开采面。插图：XX煤矿与周边煤矿关系图，见图7。图7(2)防治措施煤矿井田浅部边界为地方煤矿开采区，本矿在浅部开采时老窑积水是矿井安全生产的重大隐患，生产中予以重视，作好浅部老窑采空区的调查、勘测工作、水害分析预报，坚持有疑必探，先探后掘的探放水原则。矿井边界留设防水煤柱（详见后续防水煤柱留设）。对于可能积水、出水和接近老空区积水的巷道，必须编制专门的探放水措施，按规定报批后才允许进行探放水。定期收集、调查和核对相邻煤矿和废弃的老窑情况，并在
42、井上、下工程对照图上标出其井田位置、开采范围、开采年限、积水情况。探放老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。老空积水区高于探放水点位置时，只准用钻机探放水。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。 本矿井选用4台（每个采区2台）ZK150型探水电钻供掘进工作面使用。 2、地勘钻孔封孔情况施工的钻孔全部进行了封闭，详查阶段封孔作了取样检查，勘探阶段34个钻孔由于施工进度较快，钻孔封闭的水泥浆凝固需较长时间，不能达到启封孔的目的，故煤矿区内未启封钻孔进行封闭质量检查。为了确保煤矿生产的安全，在开采到相应钻孔的位置时，应采取相应的防范措施。
43、K4227-3钻孔内77mm钻杆、扩孔器及钻头，对C9以下煤层的开采有影响，在开采时对钻孔内遗留物应引起重视。3、陷落柱发育情况中三叠统个旧组第一段(T2g1)灰岩岩溶，位于煤系上部886.6m，下三叠统永宁镇组第一段(T1y1)灰岩岩溶，位于煤系上部559.86m ，对煤系开采无影响。 上二叠统龙潭组第一段及下二叠统茅口组(P2l1+P1m)灰岩岩溶，距C19 煤层底板约200m。普查阶段有2个钻孔探至C25煤层，详查及勘探阶段由于C19 煤层以下层段向深部无可采煤层，钻孔终孔层位为C19煤层底1530m，故地质工作无钻孔揭穿茅口灰岩地层。从浅部地方煤矿开采情况看，未发现有岩溶陷落柱，考虑到
44、本井田大部位于侵蚀基准面以下，在建设和生产中应注意收集岩溶陷落柱发育情况，并加以防范。 配备了WKT-F防爆型坑透仪，用于探测井下回采工作面内的陷落柱、断层及其他地质构造。 4、矿井涌水量校核考虑到矿井井田面积大，矿井服务年限长。若按井田预计涌水量设计排水系统，初期很长时间处于大马拉小车状态，不利于节能降耗。同时由于井田尺寸较大，管路阻力大，也不利于集中排水。在今后生产中，可根据井下涌水量变化情况，分区设排水系统通过分区进回井敷设管路排水。 计算范围：按先期开采地段计算。 大井法预算参数来源于煤矿区实际抽水的资料，其结果与比拟法比较，相对误差为18.6%；按GB15218-94地下水资源分类分
45、级标准，矿坑涌水量预算应属B级资源量，B级允许误差为20。由此可以推断计算公式选择合理，计算结果切合实际。比拟法数据来源于矿坑实际排水资料，比拟量包含各种巷道来水量，因此推荐比拟法计算结果作为矿山设计规划的依据。说明书中补充了涌水量计算过程，见P295。推荐计算结果，Qmin=0.99104m3/d，Qmax=1.34104m3/d。根据计算选用MD500-576型矿用多级排水泵3台，1台工作，1台备用，1台检修。由于矿井存在导水断层等构造，恶化了矿井的水文地质条件，因此泵房预留一台水泵的位置。 5、断层煤柱留设勘探描述的断层，仅通过地表出露断层附近水文地质特征及钻孔与XX矿井巷道所揭露断层带
46、水文地质情况叙述；其它未揭露的隐伏断层导水性与富水性，及其对矿床充水的影响程度不清。井田范围内共发现10条规模较大的断层，对煤系地层有破坏且连通茅口灰岩强含水层的断层有6条，分别为F7、F9、F403、F405、F408、F411，其中F7、F9、F403、F408为井田边界断层，F405、F411为井田内断层。各断层导水性不明确，暂按导水断层考虑。在建设和生产中应进一步进行断层导水性探查，合理留设煤柱。由于断层连通茅口灰岩强含水层，灰岩水通过断层破碎带对采空区煤柱产生剪切作用，破坏保护煤柱，导致灰岩水有突入矿井，造成井下突水事故的可能性，因此，为防止断层突水事故的发生应留设适当宽度的保护煤柱
47、。井田边界断层只需在井田内侧留设保护煤柱，井田范围内的断层两侧均需留设保护煤柱。防水煤柱计算过程见P302。另外，根据勘探及以往工作施工钻孔揭露，煤矿区内发育着一些隐伏断层，这些断层大部份属于大断层的伴生断层，而出现在大断层的旁侧，其中多数与大断层平行。断层落差小，一般520m，对矿区范围内的部分可采煤层有破坏作用，因断距小，设计考虑在这类断层两侧各留50m防水煤柱。其它未揭露的隐伏断层导水性与富水性，及其对矿床充水的影响程度，有待矿井开采过程中作进一步超前探水、矿井涌水量记录等矿井水文地质资料积累后再作出更可靠的定量评价；以进一步指导矿井安全生产。九、未说明井下大硐室支护方式和防治坚硬顶板大面积垮落灾害的措施，缺少井下消防材料库设计。1、大硐室支护井下硐室有泵房水仓、各类变电所及装卸载点，均采用半圆拱形混凝土碹支护。2、坚硬顶板大面积跨落灾害预防 临近地方煤矿工程地质特征：采用长壁式采煤法可采煤层顶板直接顶以泥岩、粉砂质泥岩为主，一般随采随落；伪顶为粉砂岩、
