2018布雅煤矿灾害预防和处理计划

XXX煤矿灾害预防与处理计划
XXX煤矿
矿井灾害预防和处理计划
二○一八年四月
第一章矿井概况
一、矿井位置
1. 布雅矿区位于新疆和田市以南约90km，行政区划隶属和田县喀什塔什乡管辖。

矿区有两条公路可与外部相通：从和田市至布雅煤矿的和－布公路，长118km；另一条是策勒至布雅的策—布公路，长151km。

矿区交通运输条件较好。

1.1 XXX煤矿位于矿区现露天煤矿东南，与露天矿和矿区规划的二号井相邻，交通较为便利。

交通位置详见图1-1-1。

图1-1-1 交通位置图
1.2 矿井中心地理坐标：东经：79°58′27″～80°00′27″；北纬：36°20′49″～36°22′29″。

二、矿井自然地理与交通
2. 矿井自然地理条件：
2.1 和田地区属自然灾害多发区，干旱、沙尘暴、冻害、地震等自然灾害，给国民经济，尤其是工农业生产带来不同程度的影响。

由于井田所处地理位置的特殊性，主要的自然灾害有：
2.1.1 沙尘暴：井田内偶发沙尘暴天气，多发生在4、5、6月份。

2.1.2 低温寒潮：冬季寒冷，冻土深度可达56cm。

2.1.3 地震：和田地区处于塔里木盆地西南缘，即塔西南拗陷带的西段，是我国西北地区地震强烈活动的地区之一。

据《新疆地震动峰值加速度区划图》，井田地震动峰值加速度为0.20g，地震基本烈度值为Ⅷ。

应加强地震预防。

2.2 交通条件：
2.2.1 本矿位于新疆和田市以南约90km处，行政区划隶属和田县喀什塔什乡管辖。

2.2.2 目前，本矿外部公路网已形成。

省道S216线(和田市-布雅煤矿)及策勒县至布雅煤矿的公路（简称策布公路）从井田东北侧通过并相交。

自本矿经省道S216线向北可至和田市并可与国道G315线及国道G217线相接；经策布公路向东一段后折向北可至策勒县并可与国道G315线相接。

通过上述公路可将本矿与和田地区及全疆各地相联系。

2.2.3 矿区内目前无铁路交通，距离本矿最近的铁路为从井田北侧约90km 处通过喀和铁路。

2.2.2.4 综上所述，本矿外部交通条件较为便利。

三、煤层赋存条件与开采现状
3. 煤层赋存条件：
3.1井田内含可采煤层2层，自上而下依次编号为A
22、A
2
1。

其中A
2
2、A
2
1
煤层为大部可采煤层。

井田内煤层可采总厚 1.47～17.43m，平均可采总厚7.94m。

倾角7°～9°，平均倾角8°左右，属近水平～缓倾斜煤层。

煤矿主要
开采的A
22、A
2
1煤层在走向上煤层厚度变化较大，其中在Ⅰ勘探线～加Ⅰ勘探线
之间实际揭露的煤层结构发生较大变化（平均5层以上，分层煤厚在0.5m以下，夹矸较厚），走向长度约200m的煤层缺失。

根据已施工的钻孔分析，除此区域外，其它区域煤层赋存情况也较复杂。

3.2 开采现状：
3.2.1 目前+2560m水平以上原一采区煤炭资源已回采完毕。

现正准备开采
+2560m～+2475m水平之间煤炭资源（即新设计的一采区），目前12A
2
21回采工作面已形成；一采区轨道上山、一采区回风上山、一采区运输上山已掘进至+2475m水平，同时一采区轨道上山下部车场（+2475m水平车场）及硐室等系统正在施工和设备安装。

3.3 瓦斯
3.3.1 根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），预测的矿井最高相对瓦斯涌出量为0.35m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.65m3/min，矿井为瓦斯矿井。

四、采区划分
4.1矿井共划分为三个采区，其中+2560～2400m水平之间划分两个采区，即自东西向将井田东边界至Ⅰ勘探线（煤层缺失区域）+2475m水平以上划分为一单翼采区，阶段垂高为85m，为一采区（现生产采区）；+2560～2400m水平除一采区区域外划分为一双翼采区，阶段垂高为160m，为二采区；一水平（+2560m 水平）以上除原设计的一采区（采空区）外区域划分为一双翼采区，阶段垂高为140m，为三采区。

各采区特征分述如下：
4.2 一采区（现生产采区）：位于+2560～+2475m水平之间，开采Ａ
２2、Ａ
２
1煤层，采区阶段高度85m，上山开采。

采区北边界为原设计一采区（采空区）的南部边界，南部边界为+2475m水平煤层投影线，采区东边界为确定的井田边界，采区西边界至Ⅰ勘探线（煤层缺失区域），采区走向长度约1000m，单翼布置。

4.3 二采区：位于+2560m～+2400m水平之间，开采Ａ
２2、Ａ
２
1煤层，采区
阶段高度160m，上山开采。

采区北边界为三采区的南部边界，西部、南部边界
为确定的井田边界，东边界为一采区西边界和井田东边界，采区走向长度约1050～2500m，双翼布置。

4.4 三采区：位于+2700m～+2560m水平之间，开采Ａ
２2、Ａ
２
1煤层，采区
阶段高度140m，上山开采。

采区东边界为原设计一采区（采空区）西部边界，南边界为二采区北部边界，其余两边界为确定的井田边界。

采区走向长度约1700～2500m，单翼布置。

4.5 采区接替
4.5.1 采区：矿井投产一采区，按顺序依次开采一、二、三采区。

4.5.2 煤层：原则上按照自上而下的顺序进行开采。

采区接续详见表4-5-3。

表4-5-3采区接续表
五、矿井通风、防尘情况
5.1 矿井通风系统
5.1.1 通风方法
5.1.1.1根据已确定矿井开拓布置，矿井各水平通风方法均为为机械抽出式。

5.1.2 通风方式
5.1.2.1根据矿井开拓部署，矿井通风方式为中央并列式，主斜井、副平硐进风，斜风井回风。

5.1.3 通风系统
5.1.3.1 矿井达产时共布置有主斜井、副平硐和回风斜井3个井筒。

其中副平硐硐口位于井田东南部边界外南部矿区外运公路以北，主斜井位于副平硐以南约600m处，主斜井井口标高为+2579.257m，回风斜井位于井田边界东南部边界外北部矿区自备电厂旁，副平硐地面标高2559.239m，斜风井地面标高+2693.500m。

副平硐进风，主斜井少量进风、回风斜井服务整个矿井。

5.1.3.2 矿井采用机械抽出式通风，由主平硐、主斜井进风，回风斜井回风。

地面安装型号为FBCDZNo21B/2*132KW 型风机，其中1台工作，1台备用，通过对原有风机进行更换，风量满足安全生产需求。

5.1.3.3 主要通风路线：地面新鲜风→主平硐→+2560m水平运输大巷→一
采区上部车场→一采区轨道下山→12A
221综放工作面运输顺槽→12A
2
21综放工
作面回风顺槽→一采区回风下山→一采区总回风巷→回风上山→斜风井→地面
5.1.3.4地面新鲜风→主斜井→二采区轨道下山→二采区回风下山→二采区总回风巷→回风上山→斜风井→地面
5.1.3.5矿井通风系统稳定、合理、可靠，各生产采区、生产水平实现了分区通风，采掘工作面均实行独立通风，并贯穿整个采区，各用风地点及备用地点风量均满足要求，无不合理串联通风、扩散通风、老唐通风，通风巷道风速符合《规程》规定。

局部通风管理符合要求，无局扇喝循环风现象，不存在1台局扇同时向2个以上作业点供风及1个掘进工作面使用3台（含3台）以上局扇供风的现象。

5.2 矿井防尘供水情况
5.2.1 矿区已建成的供水系统以皮西河河床潜水作为水源，井水经高压水泵送至山顶水池，然后经5座减压水池减压后利用地形高差向各用水点供水，该系统供水能力为3000m³/d，最后一座高位水池容积V=500m³。

矿井供水系
统已经形成，且系统相对比较完善，目前使用情况良好。

5.2.2 井下消防洒水系统
5.2.2.1 井下消防与防尘洒水管道合二为一，采用常高压消防给水系统。

工业场地矿井水回用水池内贮存有井下一次消防用水量(V=2×600m³)。

5.2.2.2 井下消防洒水管道自主斜井引入井下，在井底车场连接处、带式输送机机头、所有硐室附近、掘进巷道迎头、回采工作面巷口及带式输送机巷道每隔50m、其它巷道每隔100m设SN50消火栓，在带式输送机机头位置设自动喷水灭火装置，在井底两侧设水喷雾隔火装置。

为了安全起见，在上述安装消火栓的地点同时设置2具MF/ABC3型手提式磷酸盐干粉灭火器（2A、3kg）。

5.2.2.3 井下消防洒水管道采用无缝钢管、卡箍件连接。

经水力计算和管材强度验算，井下消防洒水管道主要选用φ108×4.0、φ89×3.5规格的无缝钢管。

为了防止消防用水装置压力过高，同时避免降低防尘喷雾压力，在上述所有接管位置均装设200X-2.5型减压阀，将压力控制在0.4MPa左右。

六、矿井六大系统介绍
6.1 压风自救系统
6.1.1 地面压风机房内安装了两台空压机，型号为SA-250W型螺杆式空气压缩机，和LCY-10.5/8G空气压缩机。

空压机总容积流量为18.5m3/min，额定排气压力0.8MPa。

沿直径为108mm无缝钢管将压风送至井下，用于采掘工作面和压风自救系统。

6.2 供水施救系统
6.2.1 井下消防洒水水源为水源地取水，采用静压供水系统，水量及水压由V=500m3高位水池提供。

井下消防与防尘洒水管道合二为一，采用常高压消防给水系统。

6.2.2井下消防洒水管道从主斜井引入井下，管道主要选用Ø108×4.0规
格的无缝钢管，用于采掘工作面供水施救系统。

6.3 监测监控系统
6.3.1矿井安装了KJ90N型安全监测监控系统，在矿调度办公室内设地面中心站，主要在井下采区变电所、工作面运输顺槽、工作面回风顺槽、掘进面设置分站。

6.4 人员定位系统
6.4.1矿现有一套KJ236型煤矿人员定位系统，主要在井下采区变电所、轨道下山上部车场、绕道交叉处均设有矿用读卡机站，并在井下交叉及出入口处设置人员无线编码接收器，每一个下井人员携带一张（标明自己身份的）无线编码发射器。

当携带有无线编码发射器井下人员经过事先安装的无线编码接收器时，系统通过分站将信号自动通过传输网络将该人员经过的地点、时间等传输到地面中心站。

6.5 通信联络系统
6.5.1 矿现有一台KTH-11型生产调度程控电话总机，作为井上下生产调度通信用。

6.5.2井下通信采用装在地面调度总机上的三块安全栅插板将地面调度总机与井下电话连接起来，构成井下安全火花型防爆通讯系统。

下井通讯电缆经安全栅插板引出后，通过架空（地面部分）和沿井壁（井下部分）敷设至井下分线盒。

井下电话采用矿用本质安全自动电话机，主要布置在井下采区变电所、水泵房、绞车硐室、采掘工作面、掘进工作面等地点。

6.5 永久避难硐室
6.5.1 永久避难硐室规格
6.5.1.1 设计永久避难硐室由2个过渡室、1个生存室和3个辅助硐室组成。

6.5.1.2 根据《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定》，永久避难硐室生存室的净宽不小于2.0m，净高不低于2.0m；过渡室净面积不小于3.0m2，每人应有不低于1.0m2的有效使用面积。

6.5.1.3永久避难硐室生存室内按避难人数80人考虑，每人应不小于1.0m2，过渡室的净面积应不小于3.0m2的使用面积计算：
S生=1.0×80=80m2
S过=3.0m2
6.5.1.4 永久避难硐室的生存室的设计宽度为4.0m，过渡室的设计宽度为3.0m，生存室容量的备用系数为1.2，计算其长度：
a生=80×1.2÷4.0=24m
a过=3.0÷3.0=1.0m
考虑到过渡室应该还有其他设施，例如厕所、其他硐室等。

因此,过渡室长度考虑7m。

a=a生＋2a过=24＋14=38m
6.5.1.5 根据永久避难硐室施工需要，生存室设计宽度为4.0m和过渡室的设计宽度为3.0m时，生存室长度不得小于28m和硐室总长度不得小于42 m可满足要求。

6.5.2 永久避难硐室结构
6.5.2.1设计在一采区轨道上山+2485m水平车场附近处新掘一段巷道布置永久避难硐室，硐室为半煤岩巷，生存室宽度为4.0m和过渡室宽度为3.0m，采用浇筑砼支护。

硐室喷射混凝土厚度为250mm，混凝土强度等级为C20。

设计硐室内表面用10mm厚白水泥沙浆抹面，硐室底板采用混凝土地面，厚200mm，铺底混凝土强度等级为C15，硐室地面高于相邻巷道底板不小于200mm。

6.5.2.2避难硐室应布置在稳定的岩层中，避开地质构造带、高温带、应
力异常区以及透水危险区。

前后20m范围内巷道应采用不燃性材料支护，且顶板完整、支护完好，符合安全出口的要求。

特殊情况下确需布置在煤层中时，应有控制瓦斯涌出和防止瓦斯积聚、煤层自燃的措施。

永久避难硐室应确保在服务期间不受采动影响。

6.5.2.3永久避难硐室采用向外开启的两道门结构。

外侧第一道门采用既能抵挡一定强度的冲击波，又能阻挡有毒有害气体的防护密闭门；第二道门采用能阻挡有毒有害气体的密闭门。

两道门之间为过渡室，密闭门之内为生存室。

6.5.2.4防护密闭门上设观察窗，门墙设单向排水管和单向排气管。

防护密闭门抗冲击压力不低于0.3MPa，有足够的气密性，密封可靠、开闭灵活；门墙周边掏槽，深度不小于300mm，墙体为钢筋混凝土结构，设计施工成楔形，混凝土强度等级为C35，门墙与岩（煤）体接实，保证足够的气密性。

7. 矿井主要灾害（危险源）
7.1 现井田内存在的主要灾害隐患为：水害、顶板灾害、提升运输灾害、火灾、瓦斯爆炸灾害、煤尘爆炸灾害、矿井停电停风和主要通风机停风。

第二章矿井灾害预防处理计划
矿井水灾
1. 水文地质
1.1 水文地质概况
1.1.1井田位于布雅矿区东北部的矿坑沟与咸水沟之间的分水岭地带，地势呈西南高，东北低的缓坡状，区内最大标高+2910m，最低+2560m，地表大部被第四系风成沙覆盖，厚度一般不超过2m，地表偶见零星植被，地表水系不发育，排泄条件较差，区内唯一地表水为咸水沟，自南向北从矿区东部边界流过，为当地最低侵蚀基准面，河水水位标高+2550～+2580m，靠泉水和大气降水补给，长年有水。

其余均为季节性冲沟。

地下水受控于地形地貌、地质构造、区域自
然地理条件，含水层含水性微弱，均属于弱富水性量级。

2. 充水因素分析
2.1 含(隔)水层划分
2.1.1 根据划分依据及抽水试验成果，对含(隔)水层的划分，共划分了2个透水不含水层，1个含水层及2个隔水层，见表2-1-1。

表2-1-1含（隔）水层划分一览表
2.1.2 井田水文地质类型及其复杂程度
2.1.2.1井田构造简单，地表无大的地表水流，部分煤层位于当地侵蚀基准面（咸水沟）以上，岩层富水性微弱，多以隔水层和弱含水层为主。

故该区水文地质条件属二类一型，即以裂隙含水层为主，水文地质条件简单的矿床。

2.1.3 影响充水的自然因素
2.1.
3.1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2083.7mm，地下水补给受限，制约矿床充水。

2.1.
3.2 地形
井田地形总趋势是西南高、东北低，地表坡度约5°～10°，有利于发生机率极小的暂时性面流顺势排泄。

2.1.
3.3 老窑积水
仅在井田西部矿坑沟中分布有两处老窑，即47团煤矿和老喀什塔什乡煤矿，一为平硐开采，另一为斜井开采，分别于1985年和1984年因井下着火和矿井中有水而关闭。

开采面积和深度均较小，开采A２煤层，巷道长度不超过200m。

老喀什塔什乡煤矿现井口已坍塌掩埋，井口位置不详，开采面积和深度以及积水情况均不详，据曾在该矿工作过的人员介绍，巷道底部有少量渗水，底板常呈泥状。

2.1.
3.4 生产矿井充水
井田外围的布雅露头煤矿、苏布阿吉煤矿、皮西煤矿矿坑中无积水，仅巷道中可见少量渗水和潮湿现象，无需专门排水；喀什塔什乡煤矿日排水量为3m3/d。

3. 矿井涌水量
3.1 预测矿井正常涌水量为230m3/d，最大涌水量为1400m3/d。

3.2 水患类型及威胁程度
3.2.1 井田为典型的全掩式煤田，地表基岩露头较少，多为第四系的覆盖。

井田内无地表水流，且气候干燥，多风少雨。

岩石透水性弱，没有构造破碎带的影响，煤系地层地下水补给条件较差。

矿床充水主要源于第Ⅲ含水层孔隙裂隙微承压水。

第Ⅲ系含水层透水性较差，富水性较弱，井田属顶底板直接进水，水文地质勘探类型为二类一型，水文地质条件简单的煤矿床。

3.3 本矿井水文地质类型为中等。

4. 矿井水害防治措施
4.1 开拓开采方面的措施
4.1.1矿井主、副井位于井田南部，老空区积水对主、副井筒、石门和井田南部区域的采掘工程形成水害威胁，但矿井初期主要采掘工程均位于井田中北部，避开了老空区积水的威胁。

主、副井筒均位于煤层底板岩石中，并且尽量避开老空区伪斜布置，与老空区留设不少于30m的安全岩柱；石门与老空区之间留设了不少于50m的隔离煤柱。

后期开采井筒南部区域前，先对老空区积水进行疏排，待疏排工作完成后再进行采掘工作，以消除老空区积水的威胁。

因此，采掘工程虽然受水害影响，但采取措施后，并不威胁矿井安全，据此分析矿井水文地质类型为中等。

4.1.2 开拓开采方面主要采取以下措施：
4.1.2.1煤层露头、采空区、井田边界、采区边界留设足够的防水煤柱。

4.1.2.2在接近含水层、导水断层、裂隙带、破碎带或未封闭的钻孔时，坚持有疑必探，先探后掘的探放水原则
4.1.2.3 按规定要求配备足够数量的探放水和注浆堵水设备。

4.1.2.4井下排水系统包括排水泵房、水仓、水沟、排水管路等排水设施，应保证有足够的排水能力。

5. 防水安全煤（岩）柱的留设
5.1 采用留设防水煤岩柱的方法把采空区水隔离，保证煤层工作面的安全生产。

5.2 防水煤（岩）柱的种类
根据防水煤（岩）柱所处的位置，可以分成不同的种类。

常用的防水煤（岩）柱有：断层煤柱、井田边界煤柱、相邻水平（采区）防水煤（岩）柱、水淹区防水煤（岩）柱、地表水体防水煤（岩）柱、冲积层防水煤（岩）柱、顶板防水岩柱、底板防水岩柱等
5.3 防水煤（岩）柱的留设原则
5.3.1 在有突水威胁但又不宜疏放（疏放会造成成本大大提高时）的地区采掘时，必须留设防水煤（岩）柱。

5.3.2 防水煤柱一般不能再利用，故要在安全可靠的基础上把煤注的宽度或高度降低到最低限度，以提高资源利用率。

5.3.4留设防水煤（岩）柱必须与当地的地质构造、水文地质条件、煤层赋存条件、围岩的物理力学性质、煤层的组合结构方式等自然因素留设相适应，与采煤方法、开采强度、支护形式等人为因素相互适应。

5.3.5一个井田或一个水文地质单元的防水煤（岩）柱应该在它的总体开采设计中确定。

即开采方式和井巷布局必须与各种煤柱的留设相适应，否则会给以后煤柱的留设造成极大的困难，甚至无法留设。

5.3.6 在多煤层地区，各煤层的防水煤（岩）柱必须统一考虑确定。

5.3.7在同一地点有两种或两种以上留设煤（岩）柱的条件时，所留设的煤（岩）柱必须满足各个留设煤（岩）柱的条件。

5.3.8 对防水煤（岩）柱的维护要特别严格，因为煤（岩）柱的任何一处被破坏，必将造成整个煤（岩）柱无效。

防水煤（岩）柱一经留设即不得破坏，巷道必须穿过煤柱时，必须采取加固巷道、修建防水闸门和其他防水设施，保护煤（岩）柱的完整性。

5.3.9留设防水煤（岩）柱所需要的数据必须在本地区取得。

邻区或外地的数据只能参考，如果需要采用，应适当加大安全系数。

5.3.10 防水岩柱中必须有一定厚度的粘土质隔水层或裂隙不发育、含水性较弱的岩层，否则防水岩柱将无隔水作用。

6. 导水裂隙带计算
6.1由于可采煤层上部有老空区积水，易对矿井安全生产造成危害，所以
上部煤层必须留设防水煤柱，根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》计算导水裂隙带：
6.1.1 冒落带、倒水裂隙带高度的确定
6.1.1.1采煤方法和顶板管理方法对覆岩破坏性的影响最大，特别是顶板管理方法，它决定着覆岩破坏的基本特征和最大高度。

本矿采用全部陷落法进行顶板管理，这种方法使覆岩破坏最为充分，对水体下采煤相对不利。

6.1.2 A22和A21煤层平均厚度分别为4.47m 、3.47m 倾角均在7°～9°之间，为近水平～缓倾斜厚煤层。

由于未测定冒落过程中顶板的下沉值，故冒落带最大高度采取下式计算：
5
.1322.6100±+=∑∑M M H m
式中 Hm —冒落带最大高度（m ）；
M —煤层采厚（m ）, A22和A21煤层开采厚度分别为4.47m 、3.47m ；
计算后可得A22和A21煤层的冒落带最大高度分别为7.45m 、6.43m 。

A21煤层上距A22煤层垂直距离平均为1.32m ；煤层的最小垂距小于回采A21煤层的冒落带高度，A21煤层的导水裂隙带最大高度须按A22和A21煤层的综合开采厚度计算。

A22和A21煤层的综合开采厚度可按下式计算： )(2211221y h M M M Z ---+=
式中 M1—上煤层采厚（m ）；
M2—下煤层采厚（m ）；
h1-2—上、下煤层之间法线距离（m ）；
y2—下煤层的冒高与采厚之比。

计算后可得A22和A21煤层的综合开采厚度为7.23m 。

导水裂隙带最大高度采取适应本矿井的经验公式计算： 40.51.3100++=M M H li
式中 Hli —导水裂隙带最大高度（m ）；
M —煤层采厚（m ）；
计算后可得A22和A21煤层的导水裂隙带最大高度为30.39m 。

6.1.3 保护层高度的确定
在A22和A21煤层老采空区下松散层底部均无粘土层，因此，防水安全煤岩柱的保护层厚度Hb 应按下式计算：
Hb=4A ∑==n
i i n
M A 1/
式中 Mi —第i 层采高，M1=4.47m ，M2=3.47m 。

n —层数，n=2
计算后可得保护层高度为16m 。

6.1.4 防水煤岩柱的留设
在水体底界面至煤层开采上限之间所留设的防止水体溃入井下的煤和岩石块段称为防水安全煤岩柱。

其垂高应大于或等于导水裂隙带的最大高度加上保护层高度（Hb ）。

即：
Hsh ≥Hli +Hb
式中 Hsh —防水安全煤岩柱垂高，m ；
Hli —导水裂隙带最大高度，m ；
Hb —保护层厚度，m 。

根据上述计算结果可以确定防水安全煤岩柱高度（水体底界面至A22煤层顶板的垂直距离）应≥47.00m 。

老空区积水位于煤层上部，日后对矿井安全生产将造成重大安全隐患，因
此必须对老空区积水进行探放疏排，对其探放抽排后留设斜长50m 以上的隔离煤柱。

在基建和生产过程中对火烧区上部积水探明，疏排完毕后，才可进行回采。

6.1.5 井田边界煤柱
本矿井水文地质属简单类型，井田边界煤柱的留设依据2009年12月1日正式实行的《煤矿防治水规定》的要求留设。

6.1.5.1 安全煤柱垂高计算公式：
Hsh=Hli+Hb
式中 Hsh —安全煤柱垂高；
Hli —导水裂隙带垂高；
Hb —保护层厚度。

6.1.5.2 导水裂隙带高度计算公式： 40.51.3100++=M M H li
式中 Hli —导水裂隙带最大高度（m ）；
M —煤层采厚（m ）。

6.1.5.3 保护层厚度计算公式：
在A22和A21煤层老采空区下松散层底部均无粘土层，因此，防水安全煤岩柱的保护层厚度Hb 应按下式计算：
Hb=4A ∑==n
i i n M A 1/
式中 Mi —第i 层采高，M1=4.47m ，M2=3.47m 。

n —层数，n=2。

计算后可得保护层高度为16m 。

根据上述公式计算各煤层留设井田边界煤柱垂高见表6-1-5-3。

表6-1-5-3 各煤层留设井田边界煤柱垂高表
导水裂隙带上限岩柱宽度:
式中 Ly—导水裂隙带上限岩柱宽度，m；
H—煤层底板以上的静水位高度，取278m（开采标高取+2400m，平均水位标高+2678m）；
HL—导水裂隙带最大值，取30.39m；
Ts—水压与岩柱宽度的比值，取1。

Ly=（278-30.39）/10=24.76＞20
则Ly=25m
按岩石移动角70°、煤层平均倾角9°计算各井田边界煤柱留设结果见表6-1-5-4。

表6-1-5-4 各煤层留设井田边界煤柱宽度表
7. 老空区保护煤柱
在井田西部矿坑沟中分布有两处老窑，即47团煤矿和老喀什塔什乡煤矿，一为平硐开采，另一为斜井开采，分别于1985年和1984年因井下着火和矿井中有水而关闭。

开采面积和深度均较小，开采A２煤层，巷道长度不超过200米。

老喀什塔什乡煤矿现井口已坍塌掩埋，井口位置不详，开采面积和深度以
及积水情况均不详，据曾在该矿工作过的人员介绍，巷道底部有少量渗水，底板常呈泥状。

矿井投产前须将采空区积水探明后排出，待确定采空区内积水排放完毕或已无突水危险时再进行回采。

设计考虑对采空区下部边界以下留设斜长70m的隔离煤柱。

8. 断层防水煤柱
生产矿井实践经验表明，多数断层的富水性及导水性是很不均一的，即使是同一断层的不同部位或地段，也往往存在较大差异。

因为回采引起岩层移动，导致局部应力重新分布，极易使断层的导水性增强。

矿井在施工及生产过程中应从开采引起的冒落裂隙带的实际情况，分析断层上、下盘岩性，采取必要的防水安全措施。

9. 井田构造简单，总体为单斜构造，地层倾角7°～9°。

区内未发现大的断裂构造，即使存在小型断裂和错动，据矿井井下揭露未发现涌水的情况推断，可初步断定本井田基本上不存在断层充水的可能性，因此不留设断层防水煤柱。

二、井下探放水措施
1．井下探放水的原则
矿井必须作好水害分析预报，坚持有疑必探、先探后掘的探放水原则。

采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线进行探水：
1.1 接近水淹或可能积水的井巷、老空或相邻煤矿时；
1.2 接近含水层、导水断层、溶洞和导水陷落柱时；
1.3 打开隔离煤柱放水时；
1.4 接近可能与河流、蓄水池、水井等相通的断层破碎带时；
1.5 接近有出水可能的钻孔时；
1.6 接近有水或稀泥的灌浆区时；。