嘉龍煤礦瓦斯抽放設計說明書
中礦國際工程設計研究有限公司
二〇一〇年十月
普安縣樓下鎮嘉龍煤礦
瓦 斯 抽 放 設 計
說 明 書
審 核：
項目負責人：
中礦國際工程設計研究有限公司
二〇一〇年十月
目 錄
前 言 1
第一章 礦井概況 7
第一節 井田概況 7
第二節 地質構造及煤層特征 8
第三節 井田範圍及煤炭儲量 18
第四節 礦井開拓 22
第五節 井下開采 25
第六節 礦井通風情況 34
第二章 瓦斯抽放的目的和意義 48
第一節 抽放的必要性 48
第二節 抽放的可行性 50
第三章 抽放方法與工藝 52
第一節 瓦斯來源03manbetx 52
第二節 抽放方法選擇 52
第四章 抽放參數的確定 63
第一節 瓦斯壓力的確定 63
第二節 煤層瓦斯含量及瓦斯湧出量 63
第三節 瓦斯儲量計算 71
第四節 瓦斯抽放率計算 73
第五章 抽放係統及設備選型 75
第一節 抽放管路係統布置 75
第二節 抽放管路係統計算 76
第三節 抽放管路的附屬裝置 79
第四節 瓦斯泵選擇 83
第六章 瓦斯抽放泵站 86
第一節 抽放泵站 86
第二節 防避雷 88
第三節 供水 92
第四節 供電 95
第五節 照明 96
第六節 通訊 96
第七節 采暖、通風 96
第八節 抽放監測 97
第七章 抽放係統的安裝 103
第一節 基本要求 103
第二節 瓦斯泵安裝 103
第三節 抽、排放管路及附屬設施安裝 103
第八章 環境保護 106
第一節 抽放瓦斯工程對環境的影響 106
第二節 汙染防治措施106
第三節 抽放站綠化 107
第九章 抽放的組織管理108
第一節 組織管理108
第二節 組織機構 108
第十章 投資預算 110
附圖：
1.泵房地麵位置圖;
2.抽放管路係統布置圖;
3.抽放方法平、剖麵圖;
4.抽放瓦斯泵房設備平麵布置圖;
5.瓦斯泵房平、立、剖麵圖;
6.瓦斯泵房供電係統圖;
7.瓦斯抽放站地麵管路係統圖;
附表：
普安縣樓下鎮嘉龍煤礦瓦斯抽放預算表。
附件：
1、貴州省國土資源廳文件(黔國土資儲備字[2007]469號)《關於《貴州省普安縣嘉龍煤礦資源儲量核實報告礦產資源儲量評審備案證明》及黔國土規劃院儲審字[2007]482號文;
2、貴州省能源局文件，黔能源發【2010】226號《關於黔西南州煤炭局〈關於轉報普安縣樓下鎮嘉龍煤礦生產地質報告的報告〉的批複》;
3、貴州省煤炭管理局文件，【黔煤規字[2008]341號】《關於對貴州省普安縣嘉龍煤礦(整合)開采方案設計的批複》;
4、普安縣煤炭工業管理局文件，普煤批字【2008】9號，《關於普安縣嘉龍煤礦21萬噸/年整合工程申請開工建設的批複》;
5、貴州省能源局文件，黔能源發【2010】54號《關於黔西南州煤炭局〈關於轉報〈普安縣嘉龍煤礦C17煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定報告〉的報告〉的批複》;
6、貴州省煤炭管理局文件，黔煤生產字【2008】1379號《對黔西南州2008年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複》;
7、貴州省能源局文件，黔能源發【2009】276號《關於黔西南州煤炭局〈關於上報黔西南州2009年度煤礦瓦斯等級鑒定的報告〉的批複》;
8、原普安縣樓下鎮豫貴煤礦煤層自燃傾向等級鑒定;
9、原普安縣樓下鎮豫貴煤礦煤塵爆炸性鑒定報告;
10、供用電合同;
11、礦山救護協議。
12、貴州省國土資源廳頒發的普安縣樓下鎮嘉龍煤礦采礦許可證;
前 言
一、來源
嘉龍煤礦屬資源整合礦井，由原普安縣豫貴煤礦和普安縣樓下鎮鎮中煤礦整合而成。整合後的嘉龍煤礦屬私營合夥企業，原設計生產規模21萬t/a。礦區範圍由5個拐點圈定，礦區麵積：2.0072km2，開采深度+1500～+1060m。
2010年進行變更，變更後礦井生產規模由原21萬t/a變更為30萬t/a。
礦山位於貴州省普安縣樓下鎮，行政區劃屬普安縣樓下鎮管轄。礦區所在地距普安縣城平距約48km，普安至興義縣級公路經過樓下鎮，樓下至糯東鄉村公路經過礦區，交通較為方便。
礦區地理坐標：東經104°51′28″～104°52′24″,北緯25°23′19″～25°24′26″。
嘉龍煤礦隸屬普安縣煤炭管理局行業管轄。
受普安縣樓下鎮嘉龍煤礦的委托，我公司承擔了該礦井瓦斯抽放係統方案設計。我公司人員在對該礦基本資料進行收集、研究03manbetx 後，進行了本設計。
二、主要依據
1、國家安全生產監督管理總局，煤礦安全監控係統及檢測儀器使用管理規範，AQ1029-2007;
2、國家安全生產監督管理總局，煤礦安全監控係統通用技術要求;AQ6201-2006
3、中華人民共和國建設部，煤炭工業小型礦井設計規範，GB 50399--2006;
4、國家環境保護總局，煤炭工業汙染物排放標準，GB 20426-2006;
5、國家安全生產監督管理總局，煤礦井工開采通風技術條件，AQ 1028- 2006;
6、國家安全生產監督管理總局，煤礦井下低壓供電係統及裝備通用安全技術要求，AQ 1023-2006;
7、國家安全生產監督管理總局，礦井瓦斯湧出量預測方法，AQ 11718-2006;
8、國家安全生產監督管理總局，煤礦安全01manbetx ，2010;
9、國家發展和改革委員會，石門揭煤與瓦斯突出煤層程序技術條件，MT/T 955-2005;
10、中華人民共和國煤炭工業部，礦井通風安全裝備標準，MT/T5016-96;
11、國家安全生產監督管理總局，《煤礦建設項目安全設施設計審查和竣工驗收規範》(AQ1055——2008);
12、國家安全生產監督管理總局，《井工煤礦初步設計安全專篇編製導則》(AQ標準送審稿);
13、國務院關於預防煤礦生產安全02manbetx.com 的特別規定，國務院令第446號
14、國務院辦公廳關於進一步加強煤礦安全生產工作的通知，國辦發[2003] 58號;
15、國務院辦公廳關於深化安全生產專項整治工作的通知，國辦發[2003]60號。
16、國家安全生產監督管理總局等，關於加強小煤礦安全基礎管理的指導意見，安監總煤調〔2007〕 95號;
17、國家煤礦安全監察局，關於加強煤礦建設項目安全設施設計審查與竣工驗收工作的通知，煤安監監察〔2007〕44號
18、國家電力監管委員會等，關於加強煤礦供用電安全工作的意見，電監安全〔2007〕15號;
19、國家安全監管總局、國家煤礦安監局，關於提高煤礦主要負責人和安全生產管理人員安全資格準入標準的通知，安監總煤調[2007]5號;
20、國家安全生產監督管理總局等，關於加強煤礦企業供用電安全管理工作的緊急通知，安監總煤礦(2006)251號;
21、國家安全生產監督管理總局等，關於加強煤礦安全生產工作規範企業勞動定員管理的若幹指導意見，安監總礦字〔2006〕216號;
22、國家安全生產監督管理總局，關於發布《禁止井工煤礦使用的設備及工藝目錄(第一批)》的通知，安監總規劃〔2006〕146號;
23、國家安全生產監督管理總局，關於發布《禁止井工煤礦使用的設備及工藝目錄(第二批)》的通知，安監總煤裝〔2008〕49號;
24、國家煤礦安全監察局，關於嚴格審查瓦斯災害嚴重的煤礦建設項目安全設施設計的通知，煤安監監察[2006]54號;
25、國家安全生產監督管理總局等，關於加強煤礦安全生產工作規範煤炭資源整合的若幹意見，安監總煤礦[2006]48號;
26、國家煤礦安全監察局，關於加強煤礦建設項目勞動定員核定等工作的通知，煤安監監察(2006)14號;
27、國家發改委、國家安全生產監督總局發改能源[2005]457號，煤礦瓦斯治理經驗五十條。
28、國家安全生產監督管理總局，關於加強煤礦安全培訓工作的若幹意見，安監總培訓字(2005)91號;
29、國家煤礦安全監察局， 關於印發《煤礦企業安全生產管理製度規定》的通知，煤安監辦字[2004]42號;
30、國家煤礦安全監察局，國有煤礦瓦斯治理安全監察的規定，局長令第22號;
31、國家煤礦安全監察局，國有煤礦瓦斯治理規定，局長令第21號;
32、國家安全生產監督管理局、國家煤礦安全監察局，煤礦企業安全生產許可證實施辦法， 局長令第8號;
33、國家安全生產監督管理局、國家煤礦安全監察局，煤礦安全生產基本條件規定，局長令第5號;
34、《防治煤與瓦斯突出規定》，煤安字[2009 ]第18號。
35、國家安全生產監督管理局令第18號，《關於修改〈煤礦01manbetx 01manbetx 〉第一百二十八條、第一百二十九條、第四百四十一條、第四百四十二條的決定》。
36、貴州省安全生產條例，2006年7月19日貴州省第十屆人民代表大會常務委員會第二十二次會議通過。
37、貴州省安全生產監督管理局、貴州煤礦安全監察局、貴州省煤炭管理局，關於加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見，黔安監管辦字【2007】345號;
38、貴州省煤炭管理局等，關於加強我省小煤礦安全基礎管理的實施意見，黔煤辦字[2007]263號;
39、貴州省人民政府，省人民政府關於加強煤礦安全生產工作的決定， 黔府發〔2007〕32號;
40、貴州省人民政府，關於印發《貴州省煤礦整合指導意見》的通知，黔煤辦字[2006]291號;
41、貴州省煤炭管理局、貴州煤礦安全監察局，關於我省小型煤礦瓦斯抽采有關事宜的通知，黔煤辦字(2005)161號;
42、貴州省人民政府辦公廳文件 黔府辦發〔2008〕83號《省人民政府辦公廳關於加強煤礦瓦斯治理和綜合利用工作的實施意見》。
43、貴州省人民政府辦公廳文件 黔府辦發〔2009〕86號《省人民政府辦公廳關於進一步加強煤礦瓦斯防治工作的意見》。
44、貴州省煤炭管理局文件(黔煤行管字[2005]253號文)對畢節地區煤礦2005年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複(提供的相鄰礦井拉蘇煤礦數據)。
45、《貴州省普安縣大河鄉樓下鎮嘉龍煤礦開采方案設計》;
46、樓下鎮嘉龍煤礦現有的采掘工程平麵圖、地質地形圖、煤係地層綜合柱狀圖及現場收集的基礎資料。
47、樓下鎮嘉龍煤礦提供和把握、本公司相關人員現場收集的相關資料。
三、指導思想
1. 在符合規範要求、滿足使用的前提下，盡可能降低成本，節省工程投資;
2. 設備、管材選型留有餘地，能充分滿足礦井安全生產的需要;
3. 采用的工藝技術具有先進性，且符全合實際。
四、存在的主要問題及建議
1. 樓下鎮嘉龍煤礦在煤層瓦斯基本參數方麵(煤層瓦斯壓力、瓦斯含量、煤層透氣性係數、瓦斯湧出衰減係數、各煤層儲量等)缺乏必要的基礎數據，建議盡快找有關的資質部門測定，為今後的瓦斯抽放提供必要的依據。
2. 設計參數需現場進行大量的探索工作後總結，來確定合理數據。
3. 礦井瓦斯地質工作是樓下鎮嘉龍礦的一項重要基礎工作，要有專人開展該項工作。
五、主要內容
1. 礦井瓦斯賦存情況、抽放瓦斯的可行性及必要性、抽放量預計;
2. 瓦斯抽放方法及抽放工藝設計，抽放瓦斯鑽場與鑽孔參數設計;
3. 地麵抽放泵房布置、供電、供水、通訊等設計;
4. 工程中所需設備、儀器、儀表及附屬裝置等選型及安裝設計;
5. 抽放泵站及井下管路的布置;
6. 抽放瓦斯管理措施及安全措施;
7. 抽放所需主要設備、材料及工程投資概算;
8. 設備安裝及施工設計圖紙。
第一章 礦井概況
第一節 井田概況
一、位置與交通
礦山位於貴州省普安縣樓下鎮，行政區劃屬普安縣樓下鎮管轄。礦區所在地距普安縣城平距約48km，普安至興義縣級公路經過樓下鎮，樓下至糯東鄉村公路經過礦區(路麵寬5m，為泥結碎石路麵)，南昆鐵路從礦區西南麵通過，該礦距清水河站35km，交通運輸條件優越。
礦區地理坐標：東經104°51′28″～104°52′24″,北緯25°23′19″～25°24′26″。
嘉龍煤礦隸屬普安縣煤炭管理局行業管轄。
二、地形地勢
礦區地處黔北高原西部，地形切割強烈，高差較大，地勢總體為東高西低，最高點位於礦區中部營盤山上，海拔標高1660.7米，最低點位於礦區南部，海拔標高1233米，相對高差466.3米，一般海拔標高在1200～1600米。礦區總體為構造侵蝕、剝蝕、溶蝕低中山溝穀地貌。
三、氣象
本區屬中亞熱帶季風氣候，受南北氣流和高原地貌的雙重製約，季節交替不分明，氣溫變化不大，冬無嚴寒，夏無酷暑，基本上屬溫和氣候。區內雨量充沛，據曆年氣象資料：最高氣溫為34.1℃，最低氣溫為-9.6℃，年平均氣溫13.6℃，無霜期265d。年平均降雨量1243.5mm，多集中在6～8月，此段時間的降雨量累計可達670～680mm。平均風速為2.3m/s，最大風速20.0m/s，風向多為東風。
根據中華人民共和國國家標準《建築抗震設計規範》(GB50011—2001)，普安縣抗震設防烈度為六度，設計基本地震加速度值為0.10g。
四、電源及水源情況
1、電源：
根據“煤礦01manbetx 01manbetx ”第四百四十一條的要求，礦井應有兩回電源線路。當任一回路發生故障停止供電時，另一回路應能擔負礦井全部負荷。故本礦井供電設兩回獨立的供電電源線路，礦井設計采用雙回路電源供電，嘉龍煤礦2回10kv電源均引自樓下鎮35kv變電站，導線采用LGJ-70，單回長度為8km。礦井投產前須建成雙回路電源入礦，並與之落實簽訂供電協議，保證對礦井進行可靠供電。
礦井正常工作情況下，兩回10kV電源采用分列運行方式，一回路運行時，另一回路須帶電備用，以保證礦區供電的連續性。
高壓10kV係統和地麵負荷供電0.38kV係統均采用單母線分段式結構。當某段上的用電設備、電源線路或變壓器因故障或需要檢修停止運行時，通過操作母線分段聯絡開關，對分段母線及其所聯接設備進行切換，即可迅速有效地轉換供電電源或供配電設備，以保證對井下和地麵重要負荷的可靠供電。
2、水源：
礦井生活用水取自礦井北麵附近的泉水，據業主介紹，枯水季節流量約10m3/h，雨季流量約25m3/h，正常流量約15m3/h，泉水點標高約+1365m，距工業場地約150m，在泉水點修築彙水池，從彙水池鋪設一趟長約200mDg57鋼管自流至工業場地北側上坡上生活水池及消防備用水池(池底標高+1345m)，作礦井生活水源和生產和消防、防塵用水備用水源，滿足礦井生活用水量要求。
礦井生產和消防、防塵用水采用井下排經處理合格後複用。礦井正常湧水量30 m3/h，折減後的井下排水量15 m3/h +井下防塵灑水循環水量3.3 m3/h(井下防塵灑水量8.3 m3/h)為18.3 m3/h，大於礦井生產、防塵用水量(10.3 m3/h)。滿足礦井生產、防塵用水量要求。
第二節 地質構造及煤層特征
一、地層
1.地層
礦區出露地層有二疊係上統龍潭組第二、三段和三疊係下統飛仙關組第一段，在溝穀及緩坡等地帶有零星分布的第四係。
由老至新敘述於下：
1)二疊係上統龍潭組
第二段(P312)：總厚128m。分布於礦區西部，為本區的主要含煤地層。岩性為灰黃至灰黑色薄-中厚層泥質粉砂岩、細砂岩、粘土岩、粉砂岩，夾炭質粘土岩、煤層(線)，未見底。本段中上部含可采煤層兩層，分別為C17、C19煤層。區內C17煤層與C19煤層之間局部存在C18煤層，厚0-1.5m，穩定性及差，在礦區內屬於不可采煤層。
第三段(P313)：近南北向帶狀分布於礦區中部，為灰、灰黃色中厚層細砂岩、粉砂岩夾泥質粉砂岩、粘土岩、矽質岩夾炭質粘土岩及煤線。全段厚30～50m，一般45m。
2)三疊係下統飛仙關組(T1f)
廣泛分布於礦區中東部地區。依岩性組合可分為二段，本區僅出露其下部第一段碎屑岩。
其岩性為灰綠色、紫紅色薄至中厚層粉砂岩、泥質粉砂岩、粘土岩，產瓣鰓類及腕足類化石，具波狀層理、交措層理。與下覆地層呈假整合接觸。厚度≥200m。
3)第四係(Q)
主要為坡積、殘積物，以粘土、砂質粘土、亞粘土為主，見砂岩轉塊，多分布於緩坡地帶，不整合覆蓋於下伏地層之上。厚0～10m，平均5m。
二、地質構造
礦區大地構造位於普安旋扭構造變形區牛角井向斜和雨灑箐背斜複合部位，主體構造線方向為北東～南西向。
礦區內無規模較大的褶皺、斷裂構造，地層單斜產出，近南北走向，傾向東，傾角8°～11°，平均傾角約10°左右。在煤係地層龍潭組(P3l)中發育有層間剝離、層間滑動或層間小斷層及小褶皺。由於斷距小(一般為0.5～3m)，延伸短(一般1～15m)，地表不明顯，但在開采煤窯中可見及。此類小斷層使煤層局部變薄、增厚或短距離錯位，破壞了煤層局部的穩定性和連續性，降低了煤層頂底板岩石的強度，對煤層的水文地質、工程地質條件產生了不利影響。
綜上所述，嘉龍煤礦總體為近南～北走向，傾向東的單斜構造，無規模較大的斷裂和褶皺構造，其構造複雜程度較簡單。
三、煤層及煤質
1.煤層
該煤礦區含煤地層為二疊係上統龍潭組(P31),由一套海陸交互相沉積岩組成。以灰色細砂岩、粉砂岩、泥質粉砂岩、粘土岩、煤層組成，偶夾灰岩，總厚173m，含煤24層，煤層總厚10.55m，含煤係數為6.1%，可采煤層2層，可采厚度6.0m，可采煤層含煤率為3.47%。按該煤係地層含煤情況及岩性特征可將其分為三段。區內隻出露中、上段。
上段(P313)厚30～50m，一般45m。含煤層4層，煤層均不可采。
中段(P312)含煤層2層，編號為C17、C19煤層，在區內出露不全，據鄰區地質資料，該層厚90～145m，平均128m。
礦區內主要可采煤層為C17、C19煤層，由上到下敘述如下：
1)C17煤層
C17煤層上距飛仙關組40-60m，頂板為薄-中層粘土岩，底板為薄至中層粉砂岩，為黑色粉狀、碎塊狀無煙煤，較穩定，一般厚度2.4-3.8m，最大厚度可達8米(ZK2鑽孔)，平均厚度3.0m左右。
頂板：直接頂板為灰色泥質粉砂岩，強度低。間接頂板為含黃鐵礦結核的泥質粉砂岩，煤層上部0.30m且呈塊狀;中下部為粉煤。
底板：直接底板為淺灰色粘土岩，強度低，穩定性差。
2)C19煤層
C19煤層上距C17煤層30-40m，頂板為薄-中層粉砂岩，底板為薄至中層砂質粘土岩，為黑色塊狀、碎塊狀無煙煤，較穩定，一般厚度2.4-3.1m，平均厚度2.6m。
頂板：直接頂板為灰色泥質粉砂岩，強度較高。間接頂板為細砂岩、泥岩。細砂岩為鈣質膠結，裂隙較發育，堅硬;泥岩易風化，軟弱。
底板：直接底板為灰色粘土岩。間接底板為細砂岩、粉砂質泥岩、煤層。強度低，穩定性差。細砂岩鈣質膠結，微小裂隙較發育、較堅硬;粉砂質泥岩強度小，水穩定性差。
各可采煤層的主要特征見：
2.煤質
1)物理性質及煤岩特征
礦區內各煤層的物理性質差異不大，呈黑色—灰黑色，以塊狀、粒狀為主，局部為層狀。以似金屬光澤為主，金剛光澤次之。貝殼狀斷口，部分為參差狀。條帶狀結構，部分為線理狀結構，塊狀結構。堅硬、性脆。其宏觀煤岩類型以半亮型—半暗為主，光亮型次之。
引用貴州省地礦局一○六地質大隊2005年所作原普安縣豫貴煤礦和鎮中煤礦儲量核實報告資料， C17煤層和C19煤層容重分別為1.44t/m3和1.45t/m3。
2)化學性質
C17和C19煤層所含硫份與灰份各不相同;磷含量低，幹燥無灰基彈筒發熱量均大於21.0MJ/Kg;煤類為三號無煙煤，煤牌號為WY3。區內主要可采煤層主要煤質指標見表。
3)工藝性能
熱穩定性：主要可采煤層的試驗表明，TS+6兩極值31.4—79.7%，平均值61.2%，TS-1兩極值1.4—30.7%，平均值10.0%。屬熱穩定性中等煤層。
可磨性：兩極值56—138，平均值88，可磨性係數較大，煤層較易磨碎。
發熱量(Q)：C17煤層原煤發熱量一般為28.2—32.5 MJ/kg，平均31.3 MJ/kg;為特高熱值煤。
C19煤層原煤發熱量為27.6—30.8 MJ/kg，平均29.2MJ/kg，為特高熱值煤。
泥化實驗：各煤層頂、底板及夾矸泥化可采比小，在常溫下沉降速度快，區內煤層屬不易泥化煤。
4)可選性
礦區內未采大樣進行篩分及浮沉試驗。
5)有害成份
原煤磷含量(P)：兩極值0.007—0.014%，平均值0.009%，屬特低磷煤。
原煤砷含量(As)：兩極值0.000—56×10-4，平均值5×10-4，屬二級含砷煤。
原煤氟含量(F)：兩極值84—322PPm，平均值172 PPm，屬低氟煤
6)煤類
根據煤炭分類國家標準(GB/T15224-2004)，確定礦區內可采煤層的煤質分別為：C17煤層屬於低中灰中高硫特高熱值煤無煙煤，C19煤層屬於低中灰中高硫特高熱值煤無煙煤。
7)用途
各煤層可用於動力用煤，民用煤，發電用煤，一般工業鍋爐用煤，氣化用煤，可做冶金噴吹燃料，可用於小型鍋爐冶煉、豎式石灰窯製石灰，水泥回轉窯用煤，經洗選加工後可製碳素材料或製造電石及深加工，煤矸石可考慮作水泥、低溫燒製地板磚，生產有機複合肥料和微生物肥料等。
四、水文地質條件
1、水文地質概況
礦區地處黔北高原西部，地形切割強烈，高差較大，地勢總體為東高西低，最高點位於礦區中部營盤山上，海拔標高1660.7米，最低點位於礦區南部，海拔標高1233米，相對高差466.3米，一般海拔標高在1200～1600米。礦區西部樓下河，河穀標高1084m左右，為當地最低侵蝕基準麵，礦區總體為構造侵蝕、剝蝕、溶蝕低中山溝穀地貌。區內衝溝較發育，且多呈樹技狀分布,切割較深,溝水流量變化較大，雨季常發生山洪，枯季流量小至幹涸,動態變化顯著。區內為第四係、三疊係及二疊係煤係地層，岩性多為泥岩、粉砂泥岩，泥砂岩，有一定的隔水性，大氣降水不易滲入地下，地表水係不發育，礦區地表水大多為“V”型衝溝水。衝溝流程短，流量受季節性控製明顯，大多在雨季時增大，旱季時減小甚至幹涸。本區主要河流為南盤江水係的樓下河與北盤江水係的南衝河，其流量分別為15660l/s(1996.7.10，熱水塘)、497.71 l/s (1988.7.15，潘家莊附近)。
2、地下水動態特征
普安降水量較豐沛，地下水動態變化與大氣降水關係密切，地下水豐期、枯期與雨季、旱季相對應。每年5月地下水流量、水位開始回升，6—9月為高值期，其間流量、水位出現2—3次峰值，10—12月進入貧水期，隨後流量、水位明顯衰減，直到第二年3、4月份達到最低值。
3、地下水補給、徑流、排泄條件
礦區位於營盤山分水嶺附近，處於地下水補給區，地下水主要補給來源為大氣降水。礦區出露地層為龍潭組及飛仙關組碎屑岩，大部分降水形成坡麵彙流入溪溝，僅少量降水由碎屑岩岩石中發育的各種裂隙呈麵狀緩慢深入形成地下水，並以泉水的形式向地表排泄補給臨近溪溝，地下水總體由東向西徑流，並最終流入西部樓下河，河穀標高1084m左右，為當地最低侵蝕基準麵，礦區最低開采標高為1060m，低於河穀24m，當開采到最低侵蝕基準麵以下部分煤層時，應加強防範透水02manbetx.com 發生。
4、礦區水文地質條件
(1)地下水類型及其賦存特征
區內出露的龍潭組及飛仙關組地層岩性均為碎屑岩，緩坡地帶分布有第四係鬆散層。根據含水層含水介質類型及其組合特征，礦區地下水類型可分為第四係鬆散岩類空隙水和碎屑岩裂隙水。
1)第四係(Q)鬆散岩類含水岩組：
地下水賦存於第四係殘破積物的空隙中，含水貧乏。
2)碎屑岩類裂隙水：
碎屑岩裂隙水含水岩組：包括二疊係上龍龍潭組二～三段(P3l2-3)以及三疊係下統飛仙關組(T1f)，岩性為砂岩、粘土岩、砂質粘土岩，龍潭組夾炭質粘土岩及煤層，含水介質為風化裂隙水、構造裂隙以及砂岩中的空隙等，含基岩裂隙水，含水貧乏。
經調查，礦區內可見分散排泄的泉水，流量0.05～0.3L/s。區內相對侵蝕基準麵隨地形的升高而升高，最高出水點位於礦區東部，出水點標高1610m左右，可視為區內相對侵蝕基準麵的最高點。
由於受成岩作用的影響，本岩組砂岩中的 粒間空隙水已大多被填充，因此其含水功能被大大降低。粘土岩、泥岩中的粒間孔隙較小，在構造變動中易產生塑性變形，其構造裂隙不發育，但地表淺部岩石中發育有呈網狀分布且延伸較短的風化裂隙，裂隙大多已被粘土填充，含水性差，透水性弱。
3)斷裂破碎帶水文地質特征
礦區內見有少許斷層，但規模較小，充水性及導水性較差,目前對礦區開采影響不大;礦區局部地方見有節理裂隙麵，節理裂隙弱發育。因此礦區斷裂對礦區開采影響不大。
據相似地層礦區水文地質條件，凡賦存在細碎屑岩中的壓扭性斷層帶，單位湧水量均小於0.01升/秒.米。
(2礦床充水因素03manbetx
1)充水水源
a.地下水
礦區內第四係(Q)孔隙水：岩石破碎，透水性較強，特別在雨季水量猛增。
礦井直接充水含水層：含煤地層與隔水段呈相間分布，雖富水性弱，但具一定的承壓性，應做好排水準備。
b.老窯積水
礦區內現正在生產的煤礦，以平硐和斜井開拓為主，其礦坑水現采現排，積水量較少，對礦山的開發影響較小。但據調查，礦區範圍及周邊分布有部分老窯，為當地居民開采自用煤形成，采坑長幾十米至400米不等，多為斜坑，由於時間較長，現又進行了封閉，均彙聚了一定的老窯積水，是礦床充水水源之一，對礦坑的安全構成了一定的威脅。
c.地表水
區內衝溝發育，切割較深。有些衝溝常年有水，枯季流量較小，雨季暴漲。因此，在上述地表水體下采煤應注意地表水潰入。
2)充水方式
礦床主要充水水源(地下水、老窯積水)與礦體直接接觸，地下水通過裂隙、溶隙、斷層破碎帶直接進入礦坑，故礦床為直接充水礦床。
(3)充水礦床複雜類型
礦區主要以裂隙充水為主，礦區水文地質類型為直接充水的裂隙充水礦床。該礦床水文地質條件為中等。
(4)礦井湧水量
根據貴州省煤礦設計研究院提交的《貴州省普安縣嘉龍煤礦生產地質報告》采用大氣降水入滲法計算礦井湧水量，礦井未來最小湧水量為22.9 m3/h，最大湧水量為68.6m3/h。本設計考慮井下生產用水及防塵灑水因素，確定以礦井正常湧水量為30 m3/h，最大湧水量為75m3/h，作為設計依據。
(5)礦井主要水害
本礦井的水文地質條件中等，存在著水患，主要是指地層、裂隙水、小煤窯積水和雨季滲水。在雨季由於地表積水較多，沿風化裂隙滲入井下的水量較大，在枯雨季節由於地表積水較少，沿風化裂隙滲入井下的水量較小，因此，雨季時水患對礦井的威脅程度較大，枯季時水患對礦井的威脅程度較小。
礦井井下作業場所空間是有限的，對各類水患，在采掘過程中，礦井湧水量突發性的大量增加，遠遠超過礦井的正常最大排水能力，將造成人員和生產設備係統的災害性02manbetx.com 的發生。
四、其它開采技術條件
1、頂底板及工程地質條件
礦區煤層傾角6-11度，屬於近水平煤層，煤岩性脆，結構較簡單，節理較發育。C17煤層頂板為薄至中層粘土岩、底板為薄至中層粉砂岩;C19煤層頂板為薄至中層粉砂岩、底板為薄至中層粉砂質粘土岩。粘土岩抗壓強度低，可塑性及膨脹性強，風化或滴水浸泡後易造成底鼓、冒頂等井下災害;而粉砂岩因節理裂隙發育使岩石破碎，也易於坍塌、冒頂。因此，開采中應高度重視，並采取有效的防範措施。
礦區地層岩性複雜，風化作用中等，分布節理裂隙和層理結構麵影響岩體穩定，岩石為較軟岩和較硬岩互層，穩定性較差，易發生井巷冒頂、片幫、底鼓等礦山工程地質問題，礦區工程地質為以碎屑岩為主的層狀岩類中等型。
2、瓦斯、煤塵和煤的自燃性及其它
1)瓦斯
根據貴州省煤炭管理局文件“黔煤生產字[2008]1379號《對黔西南州2008年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複》，嘉龍煤礦2008年絕對瓦斯湧出量為2.27m3/min，相對瓦斯湧出量為9.62m3/t，礦井瓦斯等級為低瓦斯礦井，上年度(2007年)絕對瓦斯湧出量為2.36m3/min，相對瓦斯湧出量為9.37m3/t，礦井瓦斯等級為低瓦斯礦井。根據貴州省能源局文件“黔能源發[2009]276號《關於黔西南州煤炭局〈關於上報黔西南州2009年度煤礦瓦斯等級鑒定的報告〉的批複》，嘉龍煤礦2009年絕對瓦斯湧出量為2.41m3/min，相對瓦斯湧出量為16.68m3/t，礦井瓦斯等級為高瓦斯礦井。
2)煤的自燃傾向性
根據貴州省煤田地質局實驗室《煤炭自燃傾向等級鑒定報告》，原豫貴煤礦17、19號煤層自燃傾向性均屬Ⅲ級不易自燃煤層。本次設計按三類不易自燃傾向性進行設計和管理。
3)煤塵爆炸危險性
根據貴州省煤田地質局實驗室《煤塵爆炸性鑒定報告》，原豫貴煤礦17、19號煤層火焰長度為0，抑製煤塵爆炸最低岩粉量為0，煤塵無爆炸性。本次設計按煤塵無爆炸性進行設計和管理。
4)煤與瓦斯突出
根據貴州省能源局文件“(黔能源發[2010]54號)《關於對對黔西南州煤炭局〈關於轉報〈普安縣嘉龍煤礦C17煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定報告〉的報告〉的批複》，普安縣嘉龍煤礦C17煤層為煤與瓦斯突出煤層。本次設計按煤與瓦斯突出礦井進行設計和管理，因此石。門揭煤前，煤巷掘進、采麵回采時應打鑽進行煤與瓦斯突出危險性預測，並采取相應的防突措施，本次設計將盤區主要巷道布置在岩石中，設計三條井筒，回風平硐作專用回風井。
5)地溫
區內未發現地溫異常區，地溫正常。
6)地壓
本礦區範圍內未發生過衝擊地壓，地壓正常。
7)礦區環境
礦區範圍內有新寨、小營上村寨分布，礦區內工業落後，地方經濟欠發達，勞動力資源比較充足，當地人民主要從事傳統勞力耕作，農作物以水稻、玉米、小麥為主，經濟作物為水果類。
主要建構築物民房，有公路相通，無鐵路等其它重大構築物。溝穀中和緩坡地帶中有耕作活動，井口至村寨有礦山公路相通。
礦區內無大型斷裂和褶皺，但發育有層間剝離、層間滑動或層間小斷層及小褶，其構造麵通常發育在兩種能幹性不同的岩石分界麵或煤層與其頂底板間界麵附近。據《中國地震動參數區劃圖》(GB18306-2001)，本區地震動峰值加速度g為0.05，地震基本烈度為小於Ⅵ度，無破壞性地震記錄。
礦區內小煤礦、老硐分布較多，老硐積水豐富，目前開采礦井巷道總排水量50m3/日左右。在開采過程中加強注意老硐積水對煤礦開采的影響。
裂隙水和大氣降水、老窯積水是礦床充水的主要因素。一般沿孔隙、裂隙滲入礦井，裂隙發育地段礦井充水會有所增大;地表水對地下水具有一定的補給作用，岩層節理裂隙較發育，滲透性較好，含水性較強，在開采過程中應加強預防礦井充水。
礦井大規模疏排水，會將礦井中氯、磷、氟、砷、硫等有害物質及開采中產生的有害物質帶入地表水、地下水中，對地表水、地下水產生不同程度的汙染。
區內地形起伏較大、地貌類型較單一、地質構造簡單、岩性較複雜、岩土工程地質條件較差、破壞地質環境的人類工程活動較強烈，其地質環境條件複雜程度為中等。礦山設計及開采應注意采取有效的環境保護措施。
第三節 井田範圍及煤炭儲量
1、井田境界
根據嘉龍煤礦采礦許可證，礦區範圍由5個拐點圈定，見表。
2、地質資源量及可采儲量
(1)地質資源量
該煤礦區含煤地層為二疊係上統龍潭組(P31)，由一套海陸交互相沉積岩組成。含煤24層，煤層總厚10.55m，含煤係數為6.1%，可采煤層2層，可采厚度6.0m，可采煤層含煤率為3.47%。
C17煤層上距飛仙關組40-60m，較穩定，一般厚度2.4-3.8m，最大厚度可達8米(ZK2鑽孔)，平均厚度3.0m左右。
C19煤層上距C17煤層30-40m，較穩定，一般厚度2.4-3.1m，平均厚度2.6m。
根據貴州省煤礦設計研究院二○○九年十一月提交的《貴州省普安縣嘉龍煤礦生產地質報告》，礦山煤炭累計資源量為：1488萬噸。采空量為150萬噸;保有量為1338萬噸，其中331資源量321萬噸，332資源量57萬噸，333資源量為814萬噸(包含房屋煤柱為233萬噸)， 334?資源量為146萬噸。各煤層煤層儲量/資源量彙總見表。
(2)礦井工業資源/儲量
礦井工業資源/儲量按下式計算：
礦井工業資源/儲量=(331)+(332)+(333)×K=321+57+814×0.8=1029.2(萬噸)。
式中：
K—可信度係數，0.9～0.7。由於該礦地質構造較簡單，煤層賦存較穩定，礦井資源量可信度較高，因此本礦K取0.8。
(3)礦井設計資源/儲量
礦井設計資源/儲量=礦井工業資源/儲量―永久煤柱損失
永久煤柱損失計算：
根據本礦井實際情況，永久煤柱有井田邊界煤柱、采空區防水煤柱和村寨保護煤柱。
1)井田邊界煤柱
井田邊界煤柱按20m留設，井田邊界煤柱量計算見表。
第四節 礦井開拓
一、開拓方式
1、井口位置及工業場地的選擇
經設計人員現場查看，原設計選用的工業場地適合作礦井開采方案設計變更後的工業場地。礦井取得開工令後，地麵井下均已進行了一係列的建設，且已建設的地麵設施稍加改造即能滿足30萬噸生產需要，井下巷道則完全能利用。故本次設計利用原設計工業場地作礦井工業場地。
2、開拓方案的選擇
礦井煤層傾角9°，開采標高+1500m～+1060m，礦區範圍內煤層在西、北部出露，煤層露頭線標高+1300m～+1350m。適合采用平硐或斜井開拓，經原設計進行技術經濟比較，采用平硐開拓最為合理，且目前礦井地麵設施已初具規模，井下前期開拓巷道已快施工完已施工部分采準巷道，本著充分利用已有設施、巷道的原則，按照業主意見，本次設計采用平硐開拓，在原設計的基礎上，根據煤層賦存情況，結合礦井已有地麵設施、井下巷道進行變更 設計。
3、開拓方案
采用平硐開拓，在工業場地北部布置主平硐、副平硐和回風平硐。
主平硐布置在工業場地東部+1310m標高，副平硐布置在主平硐東北側41m處，井口標高+1310m，回風平硐布置在副平硐東北側55m處，井口標高+1320m。主、副平硐布置在C17煤層底板岩層，回風平硐布置在C17煤層頂板岩層。前期在井田中部通過聯絡巷連通主、副及回風平硐形成一盤區開拓係統。開拓係統形成後，以主、副及回風平硐分別代一盤區運輸、軌道和回風大巷。分條帶沿煤層布置工作麵運輸斜巷和回風斜巷至盤區邊界通過開切眼連通，形成傾斜長壁回采工作麵進行回采。C17煤層回采工作麵運輸斜巷通過條帶煤倉與主平硐相連形成煤炭運輸通道，通過聯絡斜巷與主平硐相連形成通風行人通道;工作麵回風斜巷通過條帶軌道上山和回風石門分別與副平硐和回風平硐相連形成材料運輸通道和回風通道。C19煤層回采工作麵運輸斜巷通過條帶運輸下山和軌道下山分別與主平硐和副平硐相連，形成煤炭運輸通道和通風行人通道;工作麵回風斜巷通過條帶軌道下山和回風下山分別與副平硐和回風平硐相連形成材料運輸通道和回風通道。
後期隨煤層走向調整方向布置二盤區運輸、軌道及回風大巷至井田邊界附近，通過聯絡巷連通主、副及回風平硐形成二盤區開拓係統。采準巷道布置與一盤區相同。
二、 水平劃分
開采係統主采煤層在礦區內為單斜構造，煤層傾角6～11°，屬近水平煤層，開采標高在+1500m至+1060m之間，采用平硐開拓，主、副平硐標高+1310m。根據開拓布置及煤層賦存深度，設計將井田沿傾斜方向劃分為1個水平，水平標高+1310m。
三、井筒數目
1、主平硐
布置在礦區西部邊界附近，井口標高+1310m。采用帶式運輸機運輸，擔負煤炭運輸和進風、行人、敷設各種管線等任務。井口風化表土段采用混凝土镟支護，基岩段采用錨噴支護。設置有排水溝，井筒鋪設1台DTL80/20/40型輸送機。井筒特征見表2-8，井筒斷麵及支護參數詳見巷道斷麵圖。
2、副平硐
布置在主平硐東北側41m處，井口標高+1310m。采用蓄電瓶機車牽引礦車運輸，擔負矸石、材料、設備運輸和進風、行人、敷設各種管線等任務。井口風化表土段采用混凝土镟支護，基岩段采用錨噴支護。設置有排水溝。井筒鋪設600mm軌距，22kg/m鋼軌。井筒特征見表2-8，井筒斷麵及支護參數詳見巷道斷麵圖。
3、回風平硐
布置在副平硐東北側55m處，井口標高+1320m。專用回風井。井口風化表土段采用混凝土镟支護，基岩段采用錨噴支護。設置有排水溝。井口裝備防爆門，引風道裝設2台FBCDZ-6-№18A型防爆軸流式風機兩台。井筒特征見表2-8，井筒斷麵及支護參數詳見巷道斷麵圖。
井筒特征表
四、采區劃分及開順序
井田走向長1300餘m，煤層走向在井田中部發生變化，以煤層走向變化處為界，沿走向劃分為兩個盤區，靠近井口段為一盤區，遠離井口段為二盤區。
采區開采順序為：一采區→二采區。
區段開采順序：下行式。
區段內煤層開采順序為：C17煤層→C19煤層。
五、 通風方式
礦井通風方式為中央並列式。主要由主、副平硐進風，回風平硐專用回風。
第五節 井下開采
一、首采盤區位置選擇
全礦井共劃分為2個盤區，本著盤區前進、區內後退、從上至下的原則，首采井田西部，即一盤區。
二、盤區巷道布置
本礦按煤與瓦斯突出礦井設計，采用平硐開拓。一盤區開采時，以主、副及回風平硐分別代盤區運輸、軌道和回風平巷。開采C17煤層時，從副平硐開口通過條帶軌道石門揭穿C17煤層後沿煤層傾向布置工作麵運輸斜巷至盤區邊界，運輸斜巷與主平硐間通過條帶煤倉形成運輸通道，通過聯絡上山形成通風行人通道;從副平硐開口通過條帶軌道上山下車場布置條帶軌道上山揭穿C17煤層後布置20m上車場後沿煤層傾向布置工作麵回風斜巷至盤區邊界，工作麵回風斜巷通過回風石門與回風平硐相連形成回風通道，在盤區邊界布置開切眼連通運輸斜巷和回風斜巷形成回采工作麵。首采工作麵(11701)布置在主平硐南翼，距主平硐井口253m。接替工作麵(11702)布置在主平硐北翼。開采C19煤層時，從副平硐開口通過條帶軌道下山上車場布置條帶軌道下山揭穿C19煤層後布置20m下車場後沿煤層傾向布置工作麵運輸斜巷至盤區邊界，運輸斜巷與主平硐間通過條帶運輸斜巷形成運輸及通風行人通道;從副平硐開口通過條帶軌道下山上車場布置條帶軌道下山揭穿C19煤層後布置20m下車場後沿煤層傾向布置工作麵回風斜巷至盤區邊界，工作麵回風斜巷通過回風繞巷和回風斜巷與回風平硐相連形成回風通道，在盤區邊界布置開切眼連通運輸斜巷和回風斜巷形成回采工作麵。
本礦按煤與瓦斯突出礦井設計，建立地麵集中瓦斯抽采係統，采用底板專用瓦斯抽采巷預抽和開采煤層順層抽采相結合的抽采方式。底板專用瓦斯抽采巷布置在距C19煤層10m的底板岩層中。由於目前11701工作麵已布置好，故11701對應條帶不再布置底板專用瓦斯抽采巷，采用本煤層順層預抽煤層瓦斯消突。
礦井投產時以1個盤區，1個工作麵達產。首采11701工作麵，接替工作麵為11702工作麵，投產時分別在11702工作麵運輸斜巷和回風斜巷布置掘進頭1和掘進頭2。
三、采煤方法與采煤工藝
1、采煤方法選擇
嘉龍煤礦開采C17、C19兩層煤，煤層平均厚度分別為3.0m和2.6，屬中厚煤層，煤層傾角在3°～11°之間，屬近水平煤層，可選用走向長壁采煤法或傾傾斜長壁采煤法。礦井采用平硐開拓，3 條平硐可分別代盤區運輸、軌道和回風大巷，采用傾斜長壁采煤法係統更為簡單合理。設計采用走向長壁後退式采煤法，全部垮落法管理頂板。
2、采煤工作麵布置
1)工作麵主要參數
工作麵長度的合理與否是實現工作麵高產穩產的因數之一，一般情況下，加大工作麵長度可獲得較高的產量，提高勞動生產率，降低噸煤成本，但是，工作麵長度過長亦會給工作麵生產帶來很多不利因素，反而不利於實現高產穩產。設計結合嘉龍煤礦的生產能力、開采煤層情況及工作麵技術裝備，確定本礦工作麵長度為100m。
2)斜巷布置方式
工作麵斜巷采用單巷布置，共布置2條斜巷。運輸斜巷運煤、進風、行人;回風斜巷回風、運送材料、設備及行人。
3)工作麵循環方式、作業方式的選擇
采用“四六”作業製，三班采煤，一班準備，循環進度1m，日進度3m，年工作330天，正規循環率70%，年推進度693m。
4)工作麵年生產能力驗算
設計工作麵采出率取95%，則工作麵年生產能力Q為：
Q=l·Da·m·γ·C
=100×693×3×1.44×0.95
=284407(t)
式中：
Q—工作麵年生產能力，t/a;
l—工作麵長度，m;
Da—工作麵年推進度，m;
m—煤層平均采高，m;
γ—煤的容重，t/m3;
C—工作麵采出率。
礦井用1個工作麵保產，采煤工作麵出煤1×284407=28440(t)，掘進出煤率按工作麵出煤的10%計算為28440t，則礦井年生產能力244407+28440=312847(t)≈31(萬t)，滿足設計生產能力要求。
3、采煤工藝及機械配備
1)回采工藝
嘉龍煤礦開采C17、C19兩層煤，C17煤層厚3m，C17煤層厚2.6m，煤層傾角6～11°。據生產地質報告，礦區內雖無規模較大的褶皺、斷裂構造，地層單斜產出，但在煤係地層龍潭組(P3l)中發育有層間剝離、層間滑動或層間小斷層及小褶皺。雖燃斷距小(一般為0.5～3m)，延伸短(一般1～15m)，地表不明顯，但在開采煤窯中可見及。此類小斷層使煤層局部變薄、增厚或短距離錯位，破壞了煤層局部的穩定性和連續性。根據礦井建設期間施工主、副及回風平硐揭露岩層情況看，從主平平硐井口往裏500m範圍內小斷層及小褶皺時有發現。礦井目前11701回采工作麵已布置好，根據11701工作麵運輸斜巷和回風斜巷揭露煤層情況，煤層厚度在0.9～6m間變化。據此地質條件看，不適宜上機采。預計在二盤區煤層厚度要穩定一些。故本設計采用炮采和普通機械化采煤相結合的回采工藝。一盤區由於煤層厚度變化太大，不適宜采用機采，采用炮采。開采二盤區時，通過從底板瓦斯抽采鑽孔，揭露煤層厚度變化情況而定，煤層厚度變化大，不適宜采用機采時布置炮采工作麵，煤層厚度變化較小，適宜采用機采時，采用普通機械化采煤。
2)采用炮采時
采用炮采時，采煤工作麵采用煤電鑽打眼，放炮落煤，人工裝煤、放頂，工作麵搪瓷溜槽輸送機運煤。采煤工作麵采用單體液壓支柱配型金屬鉸接頂梁支護，采用“三、四排”控頂，全部跨落法管理頂板，最大控頂距4.2m，最小控頂距3.2m。
a落煤方式
ZMS-12型煤電鑽打眼，放炮落煤。
b運輸方式
煤炭運輸
工作麵崩落的煤炭自工作麵(刮板運輸機)→工作麵運輸斜巷(轉載機轉膠帶運輸機)→條帶煤倉→+主平硐(膠帶運輸機) →篩分樓(膠帶運輸機)→地麵儲煤場。
材料運輸
材料自副平硐(蓄電池機車牽引礦車)→11軌道上山(提升絞車)→工作麵回風斜巷(調度絞車)→工作麵。
C支護方式
礦井首采C17煤層平均厚3m，回采工作麵采用工作麵用DW31.5-300/110型單體液壓支柱(最大高度3150mm，最小高度2270mm，工作阻力300kN，額定工作壓力31.6MPa，初撐力143kN)和HDJA—1000型金屬鉸接頂梁支護。“三、四”排控頂，支柱排距為1.0m、柱距為0.6m，最大控頂距4.2m，最小控頂距3.2m，放頂步距1m。回柱絞車選用JH-8型。直接頂不穩定時，投產後視頂板情況，可加強頂板支護，老頂堅硬難冒時可采取強製放頂措施，若底板吸水後易膨脹，支護時可在支柱底部加墊板，防止支護插入底板。放頂時為防止矸石竄入作業空間，在靠采空區一側設置擋矸簾。采麵淨空設計需滿足采區通風要求。上下出口采用采用6m 8根(4組)礦用22kg/m工字鋼，交錯抬棚加強支護，並保持出口暢通。運輸、回風巷離工作麵20米範圍內采取加強支護的措施，可采用單體支柱或沿巷道走向抬棚支護。
D頂板管理
采用全部陷落法管理頂板。
E通風
采煤工作麵采用全風壓U形通風。
新鮮風流經主平硐(副平硐)→條帶軌道上山(條帶聯絡上山)→工作麵運輸斜巷→工作麵→工作麵回風斜巷→條帶回風繞巷→條帶回風斜巷→回風平硐→引風道(風機)→地麵。
F排水
礦井采用平硐開拓，不設置盤區水倉，傾斜長壁回采工作麵俯采時，工作麵及井巷湧水經井巷水溝自出地表。傾斜長壁回采工作麵仰采時，通過瓦斯抽采巷向采空區打鑽孔，將采空區積水引至底板瓦斯抽采巷，瓦斯抽采巷設置水倉集中排水。
G供電
一盤區供電由地麵變配電所供給，自地麵變電所引雙回路電源電纜下井，對采煤工作麵及掘進麵等進行供電。局部通風機供電自局部通風機專用變壓器引專線下井進行供電。
H采麵設備
炮采工作麵主要設備配備詳見表。
炮采工作麵主要機械設備配置表
3)普通機械化采煤時
A落煤方式
普通機械化采煤時，工作麵選用無鏈牽引的MG300W1型雙滾筒可調高采煤機，采煤機技術參數為：
采煤機型號：MG300W1
采高範圍：2.0-3.5m
適應煤層傾角：≤35°
適應煤質硬度：f=1～3
供電電壓： 1140V
電機台數、功率：1台、300kW
牽引形式：無鏈
鎬型齒強力滾筒，滾筒直徑：1.6m、1.8m、2.0m;
截深：630mm
臥底量：286mm
牽引速度：0～6m/min
噴霧滅塵方式：內、外噴霧
耗水量/水壓：320L/min，壓力2.0MPa
B運輸方式
煤炭運輸
工作麵崩落的煤炭自工作麵(刮板運輸機)→工作麵運輸斜巷(轉載機轉膠帶運輸機)→條帶煤倉→二盤區運輸大巷(膠帶運輸機)→主平硐(膠帶運輸機) →篩分樓(膠帶運輸機)→地麵儲煤場。
材料運輸
材料自副平硐(蓄電池機車牽引礦車)→二盤區軌道大巷(蓄電池機車牽引礦車)→條帶軌道上山(提升絞車)→工作麵回風斜巷(調度絞車)→工作麵。
C支護方式
工作麵支護采用ZH2000/18/32ZL型整體頂梁滑移支架。采麵上下出口采用四組八梁配合單體液壓支柱進行支護。采麵上、下巷超前支護均為：靠近煤壁10 m段采用雙排托棚支護，往外10 m采用單排托棚支護。ZH2000/18/32ZL型整體頂梁滑移支架參數特征見表。
D頂板管理
采用全部陷落法管理頂板。
E通風
采煤工作麵采用全風壓U形通風。
新鮮風流經主平硐(副平硐)→二盤區運輸大巷(二盤區軌道大巷)→條帶軌道上山(條帶聯絡上山)→工作麵運輸斜巷→工作麵→工作麵回風斜巷→條帶回風繞巷→條帶回風斜巷→二盤區回風大巷→回風平硐→引風道(風機)→地麵。
F排水
礦井采用平硐開拓，不設置盤區水倉，傾斜長壁回采工作麵俯采時，工作麵及井巷湧水經井巷水溝自出地表。傾斜長壁回采工作麵仰采時，通過瓦斯抽采巷向采空區打鑽孔，將采空區積水引至底板瓦斯抽采巷，瓦斯抽采巷設置水倉集中排水。
G供電
開采二盤區時，在井下消防材料庫附近設盤區變電所，由地麵變電所引兩回MYJV22-8.7/10 3×25高壓電纜沿主斜井向盤區變電所供電，盤區變電所內安設1台KBSG-100/10 10/0.69kV 100kVA礦用隔爆型幹式變壓器為局扇專用變壓器;安設2台KBSG-315/10 10/0.69kV 3150kVA礦用隔爆型幹式變壓器為掘工作麵及井下除回采工作麵及其運輸、回風斜巷用電設備以外用電設備供電，同時作為為掘進局部通風機的備用供電電源。從井下盤區變電所內引1回MYJV22-8.7/10 3×25高壓電纜至工作麵移動變電站，移動變電站設1台1台KBSG-500/10 10/1.14kV 500kVA礦用隔爆型幹式變壓器為采煤工作麵及其運輸、回風斜巷用電設備供電。
H采麵設備
普通機械化采煤工作麵主要設備配備詳見表。
普通機械化采煤工作麵主要設備配置表
四、巷道掘進
1、巷道斷麵及支護
根據各類巷道的不同用途，滿足運輸、管線敷設、通風及行人安全的要求考慮斷麵的形式及大小，決定其支護方式。開拓巷道采用錨噴、盤區巷道岩巷采用錨噴支護;煤層巷道采用工字鋼架棚支護;交岔點采用錨索加強支護。巷道斷麵尺寸及支護形式詳見巷道斷麵圖。
2、巷道掘進
巷道掘進采用鑽爆法作業，選用ZY-24型風動鑿岩機或煤電鑽打眼，裝藥爆破，人工裝渣，煤矸分裝分運，礦車運輸，局部通風機壓入式通風。巷道掘進進度指標見表。
第六節 礦井通風情況
一、通風方式及通風係統
1、通風方式
通風方式：中央並列式，采掘工作麵獨立進回風。
通風方法：礦井采用抽出式通風。回采工作麵采用U型通風方式，掘進工作麵采用局部通風機接風筒壓入式通風。
2、通風係統
礦井采用中央並列抽出式通風。新鮮風流由主平硐和副平硐進入，乏風通過回風平硐排出。回采工作麵和各掘進工作麵均采用獨立通風，回采工作麵為“U”型通風，掘進工作麵為局部通風機壓入式通風，選用FBD-№6.3/2×22型局部通風機，風量8.83～5.5m3/s，風壓560～5300Pa。
礦井采用1個水平2個盤區開拓，設計規模30萬t/a，以1個盤區，1 個采麵達產，首采一盤區。開采一盤區時，由主平硐和副平硐進風，回風平硐回風。首采工作麵為11701回采工作麵，其通風線路為：新鮮風流經主平硐(副平硐)→11聯絡上山(11軌道上山)→11701工作麵運輸斜巷→11701工作麵→11701工作麵回風斜巷→11回風繞道→13回風斜巷→回風平硐→引風道(風機)→地麵。
開采二盤區時由主平硐和副平硐進風，回風平硐回風。新鮮風流經主平硐(副平硐)→二盤區運輸大巷(二盤區軌道大巷)→條帶聯絡(運輸)上(下)山(條帶軌道上(下)山)→工作麵運輸斜巷→工作麵→工作麵回風斜巷→條帶回風繞道及斜巷→二盤區回風大巷→回風平硐→引風道(風機)→地麵。
二、風井數目、位置、服務範圍及服務年限
礦井采用中央並列式通風，整個礦井有3個風井，分別為主平硐、副平硐和回風平硐。3條平硐均位於工業廣場東側。主平硐和副平硐為進風井，回風平硐為回風井。服務範圍為全礦，服務年限礦井服務年限。
三、礦井風量
1、計算依據
經預測，礦井最大相對瓦斯湧出量40.7 m3/t，最大絕對瓦斯湧出量26.3 m3/min;采煤工作麵采用最大相對瓦斯湧出量18.07m3/t，最大絕對湧出量為11.12m3/min;掘進工作麵采用最大絕對瓦斯湧出量2.09m3/min。
本礦為突出礦井，設計建立地麵永久性瓦斯抽采站。按“煤礦瓦斯抽采基本指標”(AQ1026—2006)“突出煤層在采掘作業前必須將瓦斯含量降到8 m3/t以下，或將煤層瓦斯壓力降到0.74Mpa(表壓)以下”。本礦設計采用底板專用瓦斯抽采巷預抽、工作麵本層順層預抽、掘進工作麵先抽後掘、邊抽邊掘、全封閉式抽采已采區瓦斯、工作麵頂板鑽場抽采和埋管抽采采空區瓦斯、采用穿層鑽孔預抽井巷及石門揭煤區域煤層瓦斯。將煤層原始斯含量降到8m3/t以下再進行采掘作業，確保不掘突出頭，確保不采突出麵。
礦井開采C17、C19兩層煤，先采C17煤層，後采C19煤層。開采C17煤層時，瓦斯來源主要有本煤層(C17煤層)瓦斯湧出和鄰近層(C19煤層)湧入瓦斯量。此時工作麵瓦斯湧出量應為C17煤層瓦斯經底板抽采巷穿層鑽預抽及順層鑽孔預抽達標後(煤層瓦斯含量≤8m3/t)的本層瓦斯湧出量+C19煤層瓦斯經底板抽采巷穿層鑽預部份預抽後(預計煤層瓦斯含量15m3/t)作為下鄰近層湧入瓦斯量。開采C19煤層時，瓦斯來源是本煤層(C19煤層)瓦斯湧出量，此時工作麵瓦斯湧出量應為C19煤層瓦斯經C17煤層采空區保護作用，卸壓釋放後(由於層間距大，35m，預計不能卸壓釋放到8m3/t以下)，再經底板抽采巷穿層鑽預抽及順層鑽孔預抽達標後(煤層瓦斯含量≤8m3/t)的本層瓦斯湧出量。故，本設計以C17煤層瓦斯經達標後的煤層瓦斯含量(8m3/t)預計的本層瓦斯湧出量+C19煤層瓦斯經底板抽采巷部份預抽後的煤層瓦斯含量(預計15m3/t)預計鄰近層瓦斯湧入瓦斯量，作為C17煤層開采時的采掘工作麵瓦斯湧出量作風量計算依據。以C19煤層瓦斯經卸壓釋放及預抽達標後的煤層瓦斯含量(8m3/t)預計的本層瓦斯湧出量作C19煤層開采時的采掘工作麵瓦斯湧出量作風量計算依據。
2、風量計算
1)按井下同時工作的最多人數計算
Q礦井=4×N×K礦通 m3/min
式中：
N—井下同時工作的最多人數，60人;
K礦通—礦井通風係數，包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素，取K礦通=1.25。
則：
Q=4×60×1.25=300m3/min，即5.0m3/s。
按各用風地點的實際需風量計算
(1) 回采工作麵所需風量的計算
按瓦斯湧出量計算
Q采1= 100·Ka ·qa=100×2×3.85=770m3/min=12.8 m3/s
式中：
qa—抽采達標後回采工作麵絕對瓦斯湧出量，3.85m3/min;
Ka—回采工作麵瓦斯湧出不均衡係數，它是最大湧出量與平均湧出量之比，一般對於機采工作麵Ka為1.2～1.6，對於炮采工作麵Ka為1.4～2.0，本礦為炮采工作麵取Ka =2。
按工作麵溫度與風速的關係計算
Qa2=60×Va×Sa×Ka =60×1×11.1×1.0=666m3/min=11.1 m3/ s
式中：
Va—采煤工作麵應有良好的氣候條件，其進風流氣溫和風速應符合有關要求，經查表，回采工作麵氣溫取18℃～20℃，則工作麵風速Va應為1.0m/s;
Sa—回采工作麵按最大和最小控頂距計算的平均斷麵積(m2)，本礦井設計“三、四”排控頂，取小控頂距3.2m，最大控頂距4.2m，首采麵采高3m，則Sa=(3.2+4.2)/2×3=6.66m2;
Ka—回采工作麵長度係數，經查工作麵長度係數表，回采工作麵為80～100m時，工作麵長度係統為1.0。
按炸藥使用量計算
Qa3=25AC =25×18.75=468.75m3/min=7.82 m3/ s
首采工作麵長度100m，采高3m，炮眼密度暫按1×0.8，炮眼數為100×3/(1×0.8)=375，每孔裝藥按150g計算，則工作麵全長需炸藥375×150=52.65kg，按工作麵全長分3次裝藥爆破計算，則一次使用最大炸藥量為52.65/3=18.75kg。
按工作人員數量計算
Qa4=4Na=4×30=120 m3/min=2 m3/ s
式中：
Na—回采工作麵同時工作的最多人數，人;
4—每人每分鍾4 m3的供風標準。
按風速進行驗算
根據以上計算，回采工作麵計算最大風量為:
Qa=max(Qa1，Qa2，Qa3，Qa4)
=max(12.8，11.1，7.82，2)
=12.8m3/s。
根據規定，回采工作麵最低風速為0.25m/s、最高風速為4m/s的要求進行驗算，經驗算：
Qa≥0.25×Sa=0.25×12.6=3.15m3/s
Qa≤4×Sa=4×9.6=38.4m3/s
可知工作麵風量滿足風速驗算要求。取采煤工作麵風量12.8m3/s。
(2) 掘進工作麵所需風量的計算
按瓦斯湧出量計算
Qb1=100qb×Kb=100×0.84×2.0=168m3/min =2.8m3/s
式中：
qb—抽采達標後掘進工作麵回風流中的瓦斯的平均絕對湧出量0.84m3/min;
Kb—掘進工作麵瓦斯湧出不均衡係數，它是掘進麵最大湧出量與平均湧出量之比，一般對於機掘進工作麵Kb為1.5～2.0，對於炮掘進工作麵Kb為1.8～2.0，本礦取Kb=2.0。
按炸藥使用量計算
Qb2=25AJ=25×5.1=177.5m3/min= 3m3/s
掘進巷道斷麵按7.2m2計算，炮眼密度為0.7×0.6，炮眼數為7.2/(0.7×0.6)=17個，每眼裝藥按300g計算，則每個掘進麵需炸藥17×300=5.1kg。
按局部通風機的吸風量計算
Q掘=Qf×I×kf=8.83×1.0×1.3=11.48(m3/s)，取11.5 m3/s。
式中：
Qf—掘進工作麵局部通風機額定風量，m3/min，掘進工作麵采用型號為FBD№6.3/2×22型防暴對旋局部通風機，局部通風機風量範圍530 m3/min～330m3/min，風壓560～5300Pa。
I—掘進工作麵同時運轉的局部通風機台數，台;
Kf—為防止局部通風機吸循環風的風量備用係數，一般取1.2～1.3，進風巷中無瓦斯湧出時取1.2，有瓦斯湧出時取1.3，取1.3;
按工作人員數量計算
Qb4=4Nb=4×12=48 m3/min=0.8 m3/s
式中：
Nb—每個掘進工作麵同時工作的最多人數，人;
4—每人每分鍾4m3的供風標準。
按風速進行驗算
根據以上計算，掘進工作麵計算最大風量為：
Qb=max(Q掘1，Q掘2，Q掘3，Q掘4)=max(2.8，3，11.5，0.8)=11.5m3/s
掘進工作麵的風量應滿足：
Qb≥0.25×60×Sb m3/min
Qb≤4×60×Sb m3/min
式中：
Sb—掘進巷道平均斷麵積，m2。
礦井煤巷掘進巷道斷麵積Sb=7.2m2。
Qb≥0.25×Sb=0.25×7.2=1.8m3/s
Qb≤4×60×Sb=4×7.2=28.8m3/s
掘進工作麵計算最大風量為11.5m3/s，符合掘進工作麵的風速驗算要求。
(3) 硐室所需風量的計算
容易時期
礦井投產時有消防材料硐室需單獨供風，消防材料硐室按2m3/s配風。
ΣQ掘=2m3/s。
困難時期
後期開采2盤區時井下變電所需單獨供風，井下變電所按2m3/s配風。
ΣQ掘=2m3/s。
(4) 其它巷道用風
前期(容易時期)
101底板瓦斯抽采巷配風
Q它1≥0.5S
式中 ：
0.5—瓦斯抽采巷中最小風速，m3/s;
S—瓦斯抽采巷斷麵，m2。
Q它1≥0.5×6.4=3.2 m3/s
ΣQ它1= Q它1×1=3.2=3.2(m3/s)新鮮風量。
其它巷道維護用風
其它巷道維護用風按計算風量的4%計算
Q它2=(12.8+23+0+2+3.2)×5%=4m3/s;
ΣQ它= Q它1+Q它2=3.2+4=7.2 (m3/s)。
後期(困難時期)
206、207底板瓦斯抽采巷配風
Q它1≥0.5S
式中：
0.5—瓦斯抽采巷中最小風速，m3/s;
S—瓦斯抽采巷斷麵，m2。
Q它1≥0.5×6.4=3.2 m3/s
預抽準備工作麵用風
礦井開采二盤區時，由於煤層埋深增大，為確保抽、掘采平衡，布置1個預抽準備工作麵，預抽準備工作麵按回采工作麵需風量的50%配風：
Q它2≥12.8×0.5=6.4 m3/s
其它巷道維護用風
其它巷道維護用風按計算風量的5%計算
Q它3=(12.8+23+2+3.2×2+6.4)×5%=2.5m3/s
ΣQ它= Q它1+Q它2=6.4+6.4+2.5=15.3(m3/s)
(5) 礦井總風量Q的確定
前期：
Q=(Q采+2Q掘+Q硐 +Q其它)Kw
=(12.8+2×11.5+2+7.2)×1.25=56.25m3/s
取57 m3/s。
後期：
Q=(Q采+2Q掘+Q硐 +Q其它)Kw
=(12.8+2×11.5+2+15.3)×1.25=66.375m3/s
取67 m3/s。
式中：
Q—礦井總風量，m3/min;
Kw—礦井通風係數，包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素。一般為1.10～1.25(當采用壓入式或中央並列式通風時取1.20～1.25，當采用中央分列式或混合式通風時取1.15～1.20，當采用對角式或分區式通風時取1.10～1.15)，本礦為並列式通風，取1.25。
以上分別按井下同時工作最多人數和各用風地點的實際需風量2種方法計算的礦井總風量的最大值為：
前期：
Q=max{Q1，Q2}= max{5，57}=57m3/s
後期：
Q=max{Q1，Q2}= max{5，67}=67m3/s
四、礦井風量分配
計算出的礦井前期需風量Q=57m3/s，減去獨立回風的硐室、巷道風量和掘進風量後，各采煤工作麵風量按其產量，瓦斯湧出量情況配風。礦井通風容易時期風量分配見表3-4。計算出的礦井通風困難時期需風量Q=67m3/s，減去獨立回風的硐室、巷道風量和掘進風量後，各采煤工作麵風量按其產量，瓦斯湧出量情況配風。礦井通風困難時期風量分配見表3-5。礦井通風容易、困難時期均以主平硐、副平硐同時進風。2個井口風量分配采用節點風壓法解算，采區各用風點按需分配風量。容易時期選擇副平硐6號節點，調整主平硐和副平硐風量，使其經主平硐→1#聯絡巷→6號節點和經副平硐→6號節點風壓基本相等;困難時期首先調整主平硐和副平硐風量，使其分別經主平硐至井下變電所入口處的風壓和經副平硐至井下變電所入口處的風壓基本相等，確定主、副平硐進風量。再調整二盤區運輸大巷和二盤區軌道大巷進風量，使經二盤區運輸大巷至21911回風斜巷掘進工作麵局部通風機安設處和經二盤區軌道大巷至21911回風斜巷掘進工作麵局部通風機安設處的風壓基本相等。經解算，礦井通風容易時期主平硐進風25m3/s，副平硐進風32m3/s;困難時期主平硐進風25m3/s，副平硐42m3/s，二盤區運輸大巷進風量25m3/s，二盤區軌道大巷進風量38m3/s。
礦井在生產過程中必須製定風量計算分配管理辦法，根據鑒定結果計算礦井風量及進行合理的風量分配，保證礦井通風安全，以風定產。
五、巷道風速
礦井建設動工批準後，進行了一係列建設，地麵工業場地已初具規模，目前工業場地大部分已布置好，相應設施亦已建立。
井下工程中副平硐已施工400m，主平硐已施工完，回風平硐已施完，1#聯絡巷、2#聯絡巷、11聯絡上山、11軌道上山及車場和11回風石門均施工，11701回采工作麵已布置好。在施工時發現煤層賦存及采空區與原地質報告有一定出入，在施工時已根據實際情況對三條平硐的井口位置、方位和11701回采工作麵位置作了相應調整。
在已施工井巷工程中，主平硐采用錨噴支護，淨斷麵6.4m2，淨寬2.8m，淨高2.6m，鋪設膠帶運輸機後，人行道側寬832mm，另一側寬532mm，巷道最大進風時期風速3.9m/s，滿足礦井變更後的使用要求;副平硐采用錨噴支護，淨斷麵5.6m2，淨寬2.5m，淨高2.5m，鋪設22kg/m單軌道,人行道側寬950mm，另一側寬620mm，一盤區開采時期巷道風速5.7m/s，二盤區開采時期巷道風速7.5m/s，滿足礦井變更後的使用要求;回風平硐采用錨噴支護，淨斷麵6.4m2，淨寬2.8m，淨高2.6m，巷道最大回風時期風速8.75m/s，不滿足礦井變更後的使用要求,需要進行刷大改造;其它已施工巷道基本滿足礦井變更後的使用要求。鑒於礦井進風側風阻偏大，結合礦井主平硐已施工完畢，副平硐已施工400m的現實狀況，本設計推薦，主平硐不再改造，副平硐已施工段暫不改造，將副平硐未施工部分擴大至8.5m2，在二盤區開采時將副平硐斷麵刷大到8.5m2。
礦井主要通風巷道中的風流速度見表。
六、負壓計算
礦井通風容易、困難時期的確定
本礦開采2層煤，1個水平開拓，2個采區開采，采用傾斜長壁采煤法。根據礦井開拓開采布置及風量分配，礦井投產時需風量最小，且通風距離最短，為礦井通風容易時期，即礦井開采首采工作麵(11701)時礦井通風容易時期。開采21911時雖然通風距離最遠，但此時沒有掘進，風量小，經計算03manbetx ，礦井開采21910，掘進21911運輸、回風斜巷時為礦井通風困難時期。
1、投產(容易)、困難時期線路確定
礦井通風容易時期通風線路：新鮮風流經主平硐(副平硐)→11聯絡上山(11軌道石門)→11701工作麵運輸斜巷→11701工作麵→11701工作麵回風斜巷→11回風石門→回風平硐→引風道(風機)→地麵。(詳見圖3-1)
困難時期通風線路為：主平硐(副平硐)→二采區運輸大巷(二采區軌道大巷)→25運輸下山(210軌道下山)→21909工作麵運輸斜巷→21909工作麵→21909工作麵回風斜巷→210回風繞巷→215回風下山→二采區回風大巷→回風平硐→引風道(風機)→地麵。(詳見圖3-2)
2、通風阻力的計算
本礦采用中央並列抽出式通風方式，通風負壓按下述公式計算。
h=α·p·L.Q2/s3……Pa
式中：h-礦井負壓;
α-通風阻力係數;
p-巷道淨周長，m;
L-巷道長度，m;
S-巷道淨斷麵，m2;
Q-通風巷道的風量，m3/s。
經計算：投產時期通風總阻力h投=555.5Pa。投產時期阻力計算詳見表;通風困難時期通風總阻力h難=1435.6Pa。通風困難時期阻力計算詳見表。
3、等積孔計算及通風難易程度評價
a. 礦井風量：Q容易=57m3/s ，Q困難=67m3/s
(1) 礦井風壓：h投產 =555.5PaPa，h後期=1435.6Pa
(2) 礦井風阻:
R容易= h容易/Q2=555.5Pa/572=0.171(NS2/m8)
R困難= h困難/Q2=1435.6/672=0.32(NS2/m8)
(3) 礦井等積孔:
A投產=1.19/R容易0.5=1.19/0.1710.5=2.9(m2)
A後期=1.19/R困難0.5=1.19/0.320.5=2.1(m2)
根據以上計算，礦井在容易時期和困難時時均為小阻力礦井。
七、通風設備選型計算
1、容易時期
設計依據
容易時期風量為Qk=57m3/s。
容易時期風壓為h阻大=555.5Pa Pa。
主要通風機選型計算
通風機需要的風量
通風機的工作風量，需要適當考慮加入外部漏風量。
Qf=1.05×Qk=1.05×57m3/s=59.85(m3/s)
通風機需要的風壓
Hfmax=h阻大+h自+Σh =555.5Pa+150=705.5Pa(Pa)
式中：HK —礦井通風阻力 ;
h自—礦井自然通風的壓差;本礦進回井井口高差小(10m)，投產時開采深度小，故，投產時不予考慮;
Σh—通風設備的阻力損失(包括引風道、排風道及反風裝置阻力損失)，取150。
配備電機功率
風機功率：N2= hfmax×Qf/1000=(705.5×59.85)/0.6/1000=70.37(kW)
電動機輸出功率：
(kW)
式中：
N2—通風容易時期的風機功率，kW;
K—由於礦井處於高原地區，需考慮的空氣密度校正係數， K=1.12/1.2=0.93;
Ke—電機容量備用係數 Ke=1.25;
ηt—傳動效率，軸流式通風機為直接傳動ηt=0.98;
ηe—電機效率 ηe=0.9。
2、困難時期
設計依據
困難時期風量為Qk=67m3/s
困難時期風壓為h阻大=1435.6Pa。
主要通風機選型計算
通風機需要的風量
通風機的工作風量，需要適當考慮加入外部漏風量。
Qf=1.05×Qk=1.05×67 m3/s=70.35(m3/s)
通風機需要的風壓
Hfmax=h阻大+h自+Σh =1435.6+44.9+150=1630.5(Pa)
式中：
HK —礦井通風阻力 ;
h自—礦井自然通風的壓差;
Σh—通風設備的阻力損失(包括引風道、排風道及反風裝置阻力損失)，取150。
自然風壓按“科馬洛夫”經驗公式計算如下：
h自=Hg(ρ1-ρ2)=75×9.8×(1.2142-1.1531)=44.9(Pa)
式中：
H—井深，m，計算至礦井實際最低開采深度標高+1245m;
ρ1—回風側空氣平均密度;
ρ2—進風側空氣平均密度。
配備電機功率
風機功率：N2= hfmax×Qf/1000=(1630.5×70.35)/0.7/1000=163.9kW
電動機輸出功率：
kW
式中：N2—困難時期的風機功率，kW;
K—由於礦井處於高原地區，需考慮的空氣密度校正係;K=1.12/1.2=0.93;
Ke—電機容量備用係數 Ke=1.25;
ηt—傳動效率，軸流式通風機為直接傳動ηt=0.98;
ηe—電機效率 ηe=0.9。
3、通風機選擇
根據以上計算，選擇同能力的FBCDZ-6-№18B型防爆軸流式風機兩台，一台運行，一台備用，風量範圍40.2～89.4m³/s，風壓範圍808～3354Pa。配套電機：YBFe315L2-6，電機功率132×2kw。
4、通風機性能曲線及工況點
風機工況點詳見圖。
前期風機工作工況點M1，風壓820Pa，風量64.5m3/min，效率0.60，葉片安裝角43°/35°;困難時期風機工作工況點M2，風壓1663Pa，風量71m3/min，效率0.73，葉片安裝角49°/41°。風機容易時期和困難時期工況點的效率均大於60%，風機選擇合理。
第二章 瓦斯抽放的目的和意義
第一節 抽放的必要性
瓦斯抽放旨在保障礦井安全生產，同時也是解決瓦斯問題的基本手段。眾所周知，加強通風是處理瓦斯的最有效方法，而當瓦斯湧出量大於通風所能解決的瓦斯湧出量時或采用通風方法不合理時，就應當采取抽放瓦斯措施，對於局部區域的瓦斯超限(如采麵上隅角等處)，采用通風方法無法解決瓦斯問題或采用通風方法不合理時，也必須采取瓦斯抽放措施。根據國家安全生產監督管理局和國家煤礦安全監察局第5號令第十條，高瓦斯礦井應有瓦斯抽放措施，並裝備安全監控係統。
根據貴州省煤炭管理局文件“黔煤生產字[2008]1379號《對黔西南州2008年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複》，嘉龍煤礦2008年絕對瓦斯湧出量為2.27m3/min，相對瓦斯湧出量為9.62m3/t，礦井瓦斯等級為低瓦斯礦井，上年度(2007年)絕對瓦斯湧出量為2.36m3/min，相對瓦斯湧出量為9.37m3/t，礦井瓦斯等級為低瓦斯礦井。根據貴州省能源局文件“黔能源發[2009]276號《關於黔西南州煤炭局〈關於上報黔西南州2009年度煤礦瓦斯等級鑒定的報告〉的批複》，嘉龍煤礦2009年絕對瓦斯湧出量為2.41m3/min，相對瓦斯湧出量為16.68m3/t，礦井瓦斯等級為高瓦斯礦井。
根據貴州省安全生產監督管理局、貴州煤礦安全監察局、貴省煤炭管理局“關於加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見”(黔安監管辦字[2007]345號文精神，本礦井所處區域有煤與瓦斯突出危險。
所以礦井按煤與瓦斯突出礦井設計和管理。
按照上級要求，高瓦斯礦井、煤與瓦斯突出礦井，必須建立瓦斯抽放係統;隨著開采深度的增加、開采範圍的加大，瓦斯湧出量將會越來越大，勢必導致采麵上隅角、回風流常有瓦斯超限現象。為保證礦井安全，該礦井需建立瓦斯抽放係統，對礦井瓦斯進行抽放，勢在必行。本設計立足於解決全礦井的瓦斯問題，雖考慮當前，更著力長遠;為確保瓦斯抽放泵將來的抽放能力，所以在選泵、選管時按最大抽放量選取(根據礦井開拓布置為一采兩掘並備用一個工作麵)。礦井最大瓦斯湧出量見第四章第三節礦井瓦斯量預測。設計優先抽放各煤層回采工作麵，解決回采工作麵瓦斯超限問題。
根據國家煤礦安全監察局2010頒布的《煤礦01manbetx 01manbetx 》第一百四十五條規定：有下列情況的礦井，必須建立地麵永久抽放瓦斯係統或井下臨時抽放瓦斯係統。
1.一個采煤工作麵的瓦斯湧出量大於5m3/min或一個掘進工作麵瓦斯湧出量大於3m3/min，用通風方法解決瓦斯有問題不合理的。
2.礦井絕對瓦斯湧出量達到以下條件的。
1)大於或等於40m3/min;
2)年產量1.0—1.5Mt的礦井，大於30 m3/min;
3)年產量0.6—1.0Mt的礦井，大於25 m3/min;
4)年產量0.4—0.6Mt的礦井，大於20 m3/min;
5)年產量小於或等於0.4Mt的礦井，大於15 m3/min。
3.開采時。
①從瓦斯湧出量的計算結果來看
根據預測結果，煤層開采期間，回采工作麵的瓦斯湧出量均大於5m3/min;煤層掘進工作麵的瓦斯湧出量小於3m3/min。因此，從瓦斯湧出的現狀分析，已符合建立瓦斯抽放係統的必要條件。所以，必須采取瓦斯抽放措施，保證礦井安全生產。
②從礦井通風能力來看
采掘工作麵實行瓦斯抽放的必要性判斷標準是：采掘工作麵稀釋瓦斯所需的風量大於設計配風量，即下式成立時，抽放瓦斯才是必要的。
式中：Q ——采掘工作麵設計配風量，m3/s ;
q絕——工作麵瓦斯絕對湧出量，m3/min;
c ——采掘工作麵允許的瓦斯濃度上限，1%;
k ——瓦斯湧出不均衡係數，取1.4～1.6;
本礦井設計僅靠通風能力無法滿足礦井稀釋瓦斯所需風量的要求，難以保證采掘工作麵瓦斯不超限，完全具備實施瓦斯抽放的必要條件。
③從防止煤與瓦斯突出看
本礦井煤層瓦斯含量較高;根據類似條件礦井的情況對比分析，深部煤層具有煤與瓦斯突出危險的可能性。
因此，從防止煤與瓦斯突出看，也有必要進行瓦斯抽放。
④從資源利用和環保的角度看
瓦斯是一種優質潔淨的能源，將抽出的瓦斯加以利用，可以變害為寶，改善能源結構，保護礦區(井)環境，取得顯著的經濟效益和社會效益。本礦井的瓦斯儲量資源豐富，為瓦斯開發利用提供了充足的條件。
因此，從資源利用和環保的角度看，也有必要建立永久瓦斯抽放係統，進行瓦斯抽放，變被動為主動開發。
第二節 抽放的可行性
鑽孔抽放煤層瓦斯是防治煤與瓦斯突出的主要方法之一，鑽孔抽放煤層瓦斯減弱直至消除煤層突出危險性的實質在於：向煤層內打一定數量的鑽孔，造成煤層局部卸壓，並抽排煤層中的瓦斯，使煤層中的潛能得到釋放，同時降低了煤體中的瓦斯壓力和瓦斯含量，並由此引起煤層的收縮變形，使煤層的地應力下降，透氣性增大，地應力和瓦斯壓力梯度減小，煤體的強度增大，這樣就從減弱煤層突出的主動力和增強抵抗突出的阻力兩個方麵起到消除或消弱煤層突出危險性的效果。開采未卸壓層瓦斯抽放的可行性是指在原始透氣性條件進行預抽的可能性。
1.煤層透氣性係數
煤層透氣性係數是煤層瓦斯流動難易程度的標誌，見表。
即煤層透氣性係數為8.8m2/MPa2·d，比照上表可知，該煤層可以抽放。
根據上述的計算預測其餘各煤層的透氣性係數在6.5～8.8之間，抽放是可行的，但在生產過程中要及時地對瓦斯壓力進行測定，獲得真實的數據，便於瓦斯抽放的管理。
第三章 抽放方法與工藝
第一節 瓦斯來源分析
礦井瓦斯來源及湧出構成：礦井瓦斯分別來源於回采工作麵、掘進工作麵及采空區。
1. 回采工作麵瓦斯湧出構成一是來自開采煤層瓦斯湧出，二是來自開采層影響範圍之內鄰近層煤層瓦斯湧出，包括上鄰近層和下鄰近層及圍岩瓦斯，影響範圍一般上鄰近層約80m，下鄰近層約40m。
2. 掘進工作麵湧出瓦斯構成一是來自掘進巷道煤壁瓦斯湧出，二是來自掘進落煤的瓦斯湧出。
3. 采區瓦斯湧出量是指采區內所有回采工作麵、掘進工作麵及采空區瓦斯湧出量之和。
4. 礦井瓦斯湧出量為全礦井內全部生產采區和已采采區(包括其它輔助巷道)瓦斯湧出量之和。
該礦掘進過程中未發生過突出現象。由於礦井可采煤層部分未作鑒定，不排除煤層有容易自燃發火傾向的可能性，根據小煤礦的特點，安全太難於管理，因此，掘進防止突出的主要措施和手段還是通過預抽方法改變煤層中的瓦斯應力分布。通過以上分析，實施煤層鑽孔瓦斯抽放和進行本煤層鑽孔瓦斯抽放，是本礦井瓦斯抽放的主要方向。
第二節 抽放方法選擇
一、選擇抽放方法的原則
選擇礦井瓦斯抽放方法應根據礦井煤層賦存條件、瓦斯基礎參數、瓦斯來源、煤層賦存狀況、采掘布置、開采程序以及開采地質條件、抽放瓦斯目的及利用要求等因素確定，並遵循以下原則：
1. 為提高瓦斯抽放率，宜選用多種抽放方法相結合的抽放方式。
2. 當井下采掘工作所遇到的瓦斯主要來自開采層本身，隻有抽放開采層本身的瓦斯才能解決問題時，應采用開采層瓦斯抽放。
3. 煤層群條件下首采層開采時，來自鄰近層的瓦斯占有很大比例威脅工作麵安全生產，應采用鄰近層瓦斯抽放。
4. 工作麵後方采空區瓦斯湧出量大，危害工作麵安全生產或老采空區瓦斯積聚量大，向鄰近的回采工作麵湧出瓦斯量多以及增大采區和礦井總排瓦斯量，應采取采空區瓦斯抽放。
5. 對於瓦斯含量大的煤層，在煤巷掘進時，難以用加大風量稀釋瓦斯，可在掘進工作開始前對煤層進行大麵積預抽方法加以解決。
6. 對於煤層透氣性較低采用預抽方法不易直接抽出瓦斯，掘進時瓦斯湧出不很大而回采時又大量瓦斯湧出的煤層，可采用邊采邊抽或采用水力割縫鬆動爆破和水力壓裂煤體、注酸等措施人為卸壓後抽放瓦斯的方法。
7. 若煤層賦存較淺(一般600m以內)，煤層較厚，或煤層層數較多，每層瓦斯含量較高，地麵施工鑽孔條件較好，可采用地麵鑽孔抽放。
8. 若圍岩瓦斯湧出量大，以及溶洞、裂縫帶儲存有高瓦斯並噴出時，應采取圍岩瓦斯抽放措施。
同時，在考慮瓦斯抽放方法時，還應考慮下列因素：
1. 選擇的抽放瓦斯方法應適合煤層賦存狀況、巷道布置、地質條件和開采技術條件。
2. 應根據礦井瓦斯湧出來源及湧出量構成分析，有針對性地選擇抽放瓦斯方法，以提高瓦斯抽放效果。
3. 巷道布置在滿足瓦斯抽放的前提下，應盡可能利用生產巷道，以減少抽放工程量。
4. 選擇的抽放方法應有利於抽放巷道的布置和維護。
5. 選擇的抽放方法應有利於提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本。
6. 抽放方法應有利於鑽場、鑽孔的施工和抽放係統管網的設計、有利於增加鑽孔的抽放時間。
二、抽放方法及工藝
1)回采工作麵瓦斯來源及構成
本礦區賦存瓦斯含量大。根據周邊礦和本礦生產實踐資料,井下瓦斯來源主要是開采層回采巷道及回采工作麵煤層釋壓、落煤解析瓦斯、采空區浮煤解析瓦斯和臨近層湧入瓦斯。由於本礦為技改礦井，因此有瓦斯來源統計分析資料，根據所在技改前的開采實踐分析資料：開采層巷道及工作麵煤層釋壓、落煤解析瓦斯一般占工作麵瓦斯湧出量的60%，采空區浮煤解析瓦斯和臨近層滲入瓦斯一般占工作麵瓦斯湧出量的40%。考慮到本礦開采深度淺，開發強度相對較低等因素預計本礦深部水平瓦斯來源比例是：開采層巷道及工作麵煤層釋壓、落煤解析瓦斯一般占工作麵瓦斯湧出量的60%，采空區浮煤解析瓦斯和臨近層湧入瓦斯占工作麵瓦斯湧出量40%。
隨著開采深度的增加，瓦斯湧出量將越來越大。采空區冒落裂縫的形成與範圍的擴大，使上下煤層吸附的瓦斯由原來的壓縮狀態轉為膨脹禦壓狀態，向采空區轉移。由於采用負壓通風，瓦斯就由采空區湧出，回采工作麵上隅角瓦斯時有超限和回風流瓦斯濃度升高或超限。
1.抽放方法的確定
1)根據礦井煤層自燃發火傾向性鑒定，開采煤層無自燃發火危險性，根據生產布局及瓦斯湧出現狀，結合本地區礦井瓦斯抽放經驗，同時參考其它礦井的成功之處，首先解決回采工作麵瓦斯抽放問題，采用打抽放鑽孔高負壓抽放的方法進行解決。
2)掘進工作麵需加強通風管理，掘進工作麵在掘進過程中采用先抽後掘的方法進行施工，消除瓦斯災害威脅。
具體抽放方法可參照下表執行。
2.抽放工藝
1)區域預抽
遵循“盡早投入抽采，預抽和邊采邊抽互補”的原則，在煤層開采前，對采空區、掘進工作麵和回采工作麵進行瓦斯抽采。本礦為按突出礦井進行設計，設計建立地麵永久性瓦斯抽采站。按“煤礦瓦斯抽采基本指標”(AQ1026—2006)“突出煤層在采掘作業前必須將瓦斯含量降到8 m3/t以下，或將煤層瓦斯壓力降到0.74Mpa(表壓)以下”。本礦設計采用底板專用瓦斯抽采巷預抽、工作麵本層順層預抽、掘進工作麵先抽後掘、邊抽邊掘、全封閉式抽采已采區瓦斯、工作麵頂板鑽場抽采和埋管抽采采空區瓦斯、采用穿層鑽孔預抽井巷及石門揭煤區域煤層瓦斯。將煤層原始斯含量降到8m3/t以下再進行采掘作業，確保不掘突出頭，確保不采突出麵。
本礦開采C17、C19兩層煤，層間距35m，底板瓦斯抽采巷布置在C19煤層底板岩層中，鑽孔深度不大，鑽孔全部向上打，有利於排渣，排水，抽采效果好。
礦井開采C17、C19兩層煤，先采C17煤層，後采C19煤層。開采C17煤層時，瓦斯來源主要有本煤層(C17煤層)瓦斯湧出和鄰近層(C19煤層)瓦斯湧入。此時高負壓抽采瓦斯主要有通過底板瓦斯抽采巷布置的穿層鑽孔抽采的C17、C19煤層瓦斯和通過C17煤層順層鑽孔抽采的C17煤層瓦斯和少量C19煤層瓦斯。低負壓抽采瓦斯主要是C17煤層采空區瓦斯和從C19煤層湧入C17煤層采空區的瓦斯。開采C19煤層時，瓦斯來源主要有本煤層(C19煤層)瓦斯湧出。此時高負壓抽采瓦斯主要有通過底板瓦斯抽采巷布置的穿層鑽孔抽采的C19煤層瓦斯和通過C19煤層順層鑽孔抽采的C19煤層瓦斯。低負壓抽采瓦斯主要是C17煤層采空區瓦斯和從C19煤層采空區的瓦斯。開采一盤區時由於煤層埋深較淺，不布置預抽準備工作麵預抽，開采二盤區時由於煤層埋深較深，布置預抽準備工作麵預抽。開采C17煤層高負壓抽采瓦斯量最大，預計抽采純量為19.5m3/min。開采C19煤層低負壓抽采瓦斯量最大，預計抽采純量為9.5m3/min。
通過以上抽采方法，將煤層原始斯含量降到8m3/t以下再進行采掘活動，確保不掘突出頭，不采突出麵。通過設置底板瓦斯專用抽采巷置集中預抽煤層瓦斯，可大大增加瓦斯預抽時間，開采C19煤層時有C17煤層采空區的保護作用，再輔以本層抽采。以滿足礦井“抽、掘、采” 接替平衡。
(1)底板專用瓦斯抽采巷預抽煤層瓦斯
在距 C19煤層10m的底板岩層中布置底板專用瓦斯抽采巷(由於目前11701工作麵已布置好，故11701對應條帶不再布置底板專用瓦斯抽采巷，采用本煤層順層預抽煤層瓦斯消突)。底板專用瓦斯抽采巷布置好後，自抽采巷向上打穿層鑽孔至C17煤層頂板岩石0.5m以上，預抽 C17、C19煤層瓦斯。鑽孔布置詳見圖7-11。開采C19煤層時，對已有鑽孔未能控製的塊段布置鑽孔至C19煤層頂板岩石0.5m以上，預抽 C19煤層瓦斯。鑽孔控製範圍參照見圖7-11。
2）回采工作麵
（1）本煤層區域預抽
為降低煤層開采時的瓦斯湧出量，可在巷道兩側打鑽孔進行煤層瓦斯區域性預抽。由於本礦煤層傾角較大，不宜在采麵上巷施工鑽孔，設計在采麵運巷施工鑽孔進行本煤層抽放。鑽孔布置見圖3-2-1。鑽孔參數見表3-2-2。
鑽孔內抽放管選用長8m、φ25mm的鐵管，為防止堵塞，抽放管頂端鑽10個直徑10mm小孔，最好用雙層鐵篩網包紮好。采用聚氨酯封孔，封孔長度7m。
回采工作麵本煤層預抽示意圖
(2)老空區瓦斯抽放
A、采空區埋(留)管抽放
對於采空區瓦斯湧出量較大的工作麵，可以采取采空區埋(留)管抽放的方式。即預先將抽放管路安接好，在采麵推進過後，埋入采空區的管路實施抽放，使上隅角瓦斯流向發生改變。
B、老空區密閉抽放
對於已采完的老空區如果瓦斯湧出量大，向臨近工作場所湧出瓦斯時，可以采用密閉抽放。
為提高采空區瓦斯抽放濃度，取得較好的抽放效果，打密閉應注意以下幾點：
1. 密閉采用磚或水泥，密閉最好打兩道，兩道密閉間距1m，中間用黃土充填。
2. 密閉位置應選擇在頂、幫堅硬的地方，掏槽深度0.3m，見實幫、實底，盡量避免在壓力集中區域。
3. 密閉牆砌築完畢後，料石要勾縫，磚要抹麵，牆四周要抹有不小於100mm的裙邊，麵要抹平，並打光、壓實，無裂縫。
4. 抽放管要預埋在密閉牆的上部，伸入密閉不小於1m，提高瓦斯抽放濃度。
5. 要保障密閉牆的密閉性能，派專人定期檢查密閉牆的情況，若發現漏氣現象，及時進行處理。
樓下鎮嘉龍煤礦煤層具有自燃發火性，因此在采用老空區密閉抽放技術時，更必須慎重，確保密閉的氣密性能，並要有專門的人員定期對抽放密閉內進行一氧化碳濃度檢測，否則不能采用該抽放方法。
2)掘進工作麵
掘進工作麵施工時，根據施工現場的具體情況可采用先抽後掘及鄰近層抽放等抽放方法。
(1)先抽後掘
先抽後掘：指掘進過程中，在巷道每間隔40米向巷道前方布置鑽孔來抽放瓦斯，解決掘進工作麵的瓦斯問題。針對目前煤礦井下實際情況，當采麵運輸巷、采麵回風巷在掘進施工過程中，利用通風方法不能解決工作麵的瓦斯問題時，就在“采麵運輸巷、采麵回風巷每間隔40米布置向巷道前方布置6個鑽孔，鑽孔內埋入直徑25tara、長度8m的鋼管，並用水泥沙漿將鑽孔進行封孔，其封孔深度為5m，將鑽孔與抽放管路連接起來，即可抽放掘進工作麵前方的瓦斯。為保證安全，本次設計在垂直煤層方向上的巷道上部煤層控製範圍不小於7.5m，巷道下部煤層控製範圍不小於7.5m。
鑽孔布置方式見附圖，抽放瓦斯鑽孔參數如下：
(2)鄰近層抽放
當本煤層掘進或回采瓦斯湧出量大，且下層煤與本煤層層間距較小時可考慮在鄰近下層煤層內布置抽放巷，由抽放巷向該煤層施工鑽孔，封孔後密閉抽放巷抽放瓦斯。優點是掘進和回采前已對區域瓦斯進行抽放，使煤層內瓦斯含量降低、卸壓，缺點是準備時間長，巷道工程量大。
預抽一定時間後，根據抽放量的大小決定停止抽放的時間，繼續向前掘進，掘進到距鑽底8m左右的超前距時，停止掘進，重新打鑽孔抽放瓦斯，如此反複循環。
3.封孔工藝
鑽孔采用聚氨酯作封孔材料，原理是聚氨酯在發泡膨脹後，與鑽孔圍岩粘結形成封閉圈(對聚氨酯的發泡時間、發泡倍數、固化後的強度、可塑性等均有一定的要求)。施工時，在鑽孔內7.0m處開始封孔，鑽孔密封段長度為7m。聚氨酯封孔材料膨脹倍數在20倍以上，聚氨酯發泡均勻、細小，孔隙不聯通，又有可塑性，適於動壓區封孔;在抽放瓦斯負壓60～80kPa、正壓2MPa下，鑽孔密封嚴實不漏氣。
聚氨酯封孔采用卷纏藥液法,纏藥方法及鑽孔內封孔管結構如圖3-2-7所示。抽放管為φ25mm焊縫鋼管，長度8m，在管前端焊上鐵檔板，套上軟木塞和橡膠墊圈，距前端橡膠墊圈1m處，再套上軟木塞和橡膠墊圈，並用鐵線纏緊固定，在1m間距內的抽放管上固定一塊毛巾布(1m×0.7m)。封孔操作程序為：先稱出封一個孔的甲、乙組成藥液，分別裝入兩個容器，再將藥液同時倒入混合桶，立即用棒快速攪拌均勻，當藥液由黃褐色變為乳白色時，停止攪拌，將藥液均勻倒在毛巾布上，邊倒藥液邊向抽放管上卷纏毛巾布，並把卷纏好藥液的封孔管迅速插入鑽孔，大約5min後，藥液開始發泡膨脹，20min後停止發泡，逐漸硬化固結。其外采用水泥砂漿灌注。為了避免封孔管幌動影響封孔質量，孔口處用木塞楔緊。封一個鑽孔的聚氨酯用量約為1kg左右。
鑽孔與管路的連接：聚氨酯封孔1h後，便可與抽放管路連接。鑽孔與管路連接處應設置流量計和閥門。連接管采用膠管。
抽放鑽孔封孔結構見圖3-2-7所示。
圖3-2-7 聚氨酯纏藥方法及封孔管結構示意圖
第四章 抽放參數的確定
第一節 瓦斯壓力的確定
樓下鎮嘉龍煤礦瓦斯壓力由於未查到實測資料，故隻能根據《采礦工程設計手冊》(2003年5月，煤炭工業出版社)采用經驗公式計算。經對國內一些礦區瓦斯壓力實測值分析，瓦斯壓力P和深度H的關係可以表示為下列直線關係：
由於無實測資料，參照整個向斜的鄰近生產礦井瓦斯資料，根據《煤礦采礦設計手冊》，通過我國各主要煤田實測的煤層瓦斯壓力得出以下規律：
P=(0.02～0.1)×H 公斤/厘米2(根據本礦區實際，取0.08×H )
本礦井開采C17和C19兩層煤，在礦井開采範圍內C17煤層最大開采深度為320m，C19煤層最大開采深度為355m。據業主介紹，從礦井近年在開采不同開深度時，礦井瓦斯湧出量的情況看，礦井瓦斯湧出量隨開采深度的增加而增加，但增加量不是很大。根據礦井近年開采煤層賦存深度與瓦斯湧出情況，進行估算，本設計按P=6H Kpa預測各煤層在最低實際開采標高時的煤層瓦斯壓力。
對應的瓦斯壓力分別為：
P17=6×320=1920kPa=1.92MPa
P19=6×355=2130kPa=2.13MPa
第二節 煤層瓦斯含量及瓦斯湧出量
一、 煤層原始瓦斯含量
本礦井開采C17和C19兩層煤，根據《貴州省普安縣嘉龍煤礦生產地質報告》煤層風、氧化帶為煤層露頭往下斜深40～50m。礦井缺乏瓦斯資料，該礦沒有煤層瓦斯含量數據，地質報告沒有提供瓦斯賦存、瓦斯湧出量、瓦斯梯度等相關資料，因此，本礦根據采礦設計手冊下冊經驗公式計算煤層含量：
一、 設計采用瓦斯數據
設計根據《礦井瓦斯湧出量預測方法(AQ1018-2006)》標準，采用分源預測法對礦井相對瓦斯湧出量進行預測，礦井相對瓦斯湧出量為40.7m3/t，礦井絕對瓦斯湧出量為26.3m3/min;礦井采煤工作麵相對瓦斯湧出量取其最大值為18.07m3/t，絕對湧出量為11.12m3/min;掘進工作麵絕對瓦斯湧出量取其最大值為2.09m3/min。
二、 瓦斯湧出的變化規律
1、礦井水平標高對礦井瓦斯湧出的影響
礦井采用斜井開拓，中央並列抽出式通風，采用走向長璧後退式開采，采區內區段下行式、區段內工作麵後退式開采。劃分為一個水平，即+1900m水平。首采麵位於采區淺部的煤層，瓦斯向地表散釋量多，因而煤層瓦斯含量低些，開采時瓦斯湧出量也低些;瓦斯向地表散釋量逐漸減少，因而煤層瓦斯含量逐漸增高，開采時瓦斯湧出量也增高。
2、巷道布置對礦井瓦斯湧出的影響
礦井采用斜井開拓，中央並列抽出式通風，走向長壁後退式采煤。上山布置在9煤層底板內，工作麵傾向長度越大，順槽掘進巷道瓦斯湧出量越大，反之越小;回采工作麵長度越大，采麵瓦斯湧出量越大，反之越小。
3、采掘工藝對礦井瓦斯湧出的影響
本礦采用炮掘、普采工藝，全部垮落法管理頂板。采麵一次放炮落煤量越大，瓦斯湧出量越大，反之越小;掘進工作麵一次放炮循環進尺越大，瓦斯湧出量越大，反之越小。
綜上所述，隨著開采深度的增加，礦井瓦斯湧出量必然會增大，因此，在生產過程中，礦井要加強瓦斯壓力、含量、梯度等參數收集，並按規定每年進行一次瓦斯等級鑒定，並根據鑒定結果修改相關設計內容和采取相應的管理措施。
三、 瓦斯災害治理措施選擇
1、進行瓦斯抽采，降低瓦斯湧出量
根據所預測的瓦斯湧出量大於鑒定礦井的瓦斯湧出量，故以預測礦井的瓦斯湧出量作為設計依據，進行該礦的通風和瓦斯抽采設計。
2、加強通風管理，防止瓦斯積聚。
3、控製和消除引爆火源，防止引爆瓦斯。
4、采取隔爆措施，防止02manbetx.com 擴大。
第三節 瓦斯儲量計算
一、礦井瓦斯儲量及可抽量
1、瓦斯儲量計算範圍
瓦斯儲量計算範圍：礦區範圍內各可采煤層。
2、瓦斯儲量及可抽量
礦井瓦斯儲量是指在煤田開發過程中能夠向礦井排放瓦斯的煤層及圍岩所賦存的瓦斯總量，瓦斯儲量可按下式計算：
Wc=( K 1·K 2)∑Ai·W0
式中：Wc — 礦井瓦斯儲量，萬m3;
K1 — 圍岩瓦斯儲量係數;
K2— 不可采鄰近層瓦斯儲量係數;
A i — 第i個可采煤層地質儲量，萬t;
W0 — 第i個可采煤層平均瓦斯含量，m3/t;
瓦斯可抽量是指在瓦斯儲量中能被抽出的最大瓦斯量，其計算公式為：
W抽=Wc·K可
式中：W抽 — 可抽瓦斯量，萬m3;
K可 — 可抽放係數;K可= K 3·K 4·K 5;
K 3 — 煤層的瓦斯排放係數;M11= K 5(W0-W殘)/W0 ;
K 4 — 負壓抽放時的抽放作用係數，K 4=1.2;
K5 — 瓦斯湧出程度係數;
W殘 — 運到地表煤的殘餘瓦斯含量，m3/t;
在井田開采範圍內， 除煤層為可采煤層外，對其它不可采煤層和圍岩瓦斯儲量，按估算列入，從計算結果看，礦井瓦斯可抽量為18269.22萬m3，這為礦井瓦斯開發利用提供了充足的資源條件。
二、瓦斯湧出量
在礦井投產初期，瓦斯主要來源於掘進;礦井生產中期，瓦斯湧出以回采區為主;礦井生產後期，老空區瓦斯占相當比重。同時，隨著開采深度的增加，不僅瓦斯湧出量增大，而且由於來自開采層及圍岩的瓦斯湧出量的增高，礦井的瓦斯平衡也會發生有規律的變化，采空區瓦斯的威脅越來越嚴重。礦井一般在淺部開采時，通風條件較好，瓦斯不易聚集。但隨著開采深入，尤其在深部，通風較困難，瓦斯易於聚集，且隨著開采深度的增加，瓦斯湧出量也越來越大。因此，除加強監測工作外，更應加強機械通風，掌握本礦的瓦斯湧出規律，切實加強井下通風管理及預防工作。
第四節 瓦斯抽放率計算
一、瓦斯抽放率
根據AQ1026-2006《煤礦瓦斯抽采指標》，瓦斯湧出量主要來自於鄰近層或圍岩的采煤工作麵瓦斯抽采率應滿足下表規定。
采煤工作麵瓦斯抽采率應達到的指標
從上表抽采指標可看出，本礦回采工作麵的絕對瓦斯湧出量未達到“必須進行瓦斯抽采的礦井”所規定的指標。如按工作麵抽采率計算抽放量，抽放設備的抽放能力將很小，故設計不按上表抽采率計算抽放量。
二、設計的瓦斯抽采指標
根據省內外類似礦井實踐經驗，確定本礦鑽孔抽放率預計為30%。
三、抽放量(瓦斯純量)
本礦為按突出礦井進行設計，設計建立地麵永久性瓦斯抽采站。按“煤礦瓦斯抽采基本指標”(AQ1026—2006)“突出煤層在采掘作業前必須將瓦斯含量降到8 m3/t以下，或將煤層瓦斯壓力降到0.74Mpa(表壓)以下”。本礦設計采用底板專用瓦斯抽采巷預抽、工作麵本層順層預抽、掘進工作麵先抽後掘、邊抽邊掘、全封閉式抽采已采區瓦斯、工作麵頂板鑽場抽采和埋管抽采采空區瓦斯、采用穿層鑽孔預抽井巷及石門揭煤區域煤層瓦斯。將煤層原始斯含量降到8m3/t以下再進行采掘作業，確保不掘突出頭，確保不采突出麵。
C17煤層預測煤層瓦斯含量最大18.4m3/t，按煤層瓦斯含量降至8 m3/t以下，抽采率為56.5%，C19煤層預測煤層瓦斯含量最大18.1m3/t，按煤層瓦斯含量降至8 m3/t以下，抽采率為56%。礦井抽采率取56.5%。
瓦斯抽采量=瓦斯賦存量×瓦斯抽采率=24434.1×56.5%=13805萬m3。
高負壓抽采瓦斯純量：根據礦井瓦斯抽采量結合礦井采掘部署、瓦斯湧出量預測、通風能力、選用的抽采方法及其抽采率，綜合考慮確定高負壓抽采瓦斯純量為19.5m3/min;
低負壓抽采瓦斯純量：根據礦井瓦斯抽采量結合礦井采掘部署、瓦斯湧出量預測、通風能力、選用的抽采方法及其抽采率，綜合考慮確定高負壓抽采瓦斯純量為9.5m3/min;
四、抽采控製範圍及指標
1、控製範圍
(1)石門(井筒)揭煤工作麵必須控製巷道範圍輪廓線處8m以上(煤層傾角大於8°時，底部或下幫5m)。鑽孔必須穿透煤層煤層的頂(底)板0.5m以上。若不能穿透煤層全厚，則必須控製在工作麵前方15m以上。
(2)煤巷掘進工作麵控製範圍為：巷道輪廓線處8m以上(煤層傾角大於8°時，底部或下幫5m)及工作麵前方10m以上。
(3)采煤工作麵控製範圍為：工作麵前方20m以上。。
(4)煤巷掘麵采用超前鑽孔作為防治突出的措施時，應符合下列要求：超前鑽孔直徑應根據煤層賦存條件和突出情況確定，一般為75～120mm，地質條件變化劇烈地帶也可采用直徑42mm的鑽孔。若超前鑽孔直徑超過120mm時，必須采用專門的鑽進設備和製定專門的施工安全措施。
2、指標
必麵將煤層瓦斯含量降到8m3/t以下，或將煤層瓦斯壓力降到0.74MPa(表壓)以下。
第五章 抽放係統及設備選型
第一節 抽放管路係統布置
在選擇瓦斯抽放管路係統時，抽放管路應盡量選擇鋪設在巷道曲線段少和距離短的線路中，盡可能避開運輸繁忙巷道，首選回風巷內鋪設，還要考慮運輸、安裝、維修、供電供水方便。瓦斯抽放管路係統與抽放泵的位置有很大關係，抽放泵站如果布置在地麵，最好選擇在回風井附近，泵房20m內嚴禁明火;抽放泵站如果布置在井下，應靠近抽放地點，安裝在進風硐室中。
抽放泵站的位置，一般有兩種選擇，一種是泵站布置在井下靠近抽放地點的進風風流中，這樣可以大大減少管路長度，可以根據抽放地點的改變移動抽放泵，可以節省管路投資，前提條件是抽放管路排出的瓦斯必須排放到采區專用回風巷或總回風巷，經稀釋使瓦斯濃度不超限。另一種泵站位置選擇方案是將泵放在地麵，一般是由於礦井總回風巷瓦斯濃度較高或總回風巷行人，抽出的瓦斯不能排放到總回風巷內，必須排放到地麵。
對於樓下鎮嘉龍煤礦而言，根據礦井的具體情況及采掘布置，抽放泵站設在回風井口附近，服務於整個礦井的開采。泵房管路連接見下圖。
第二節 抽放管路係統計算
一、管路管徑計算選擇
瓦斯抽放管徑選擇合理與否，對抽放係統的建設投資及係統抽放效果有很大影響。管徑太大，投資費用增加;管徑過小，管路阻力大。瓦斯管徑一般采用下列公式計算，並參照抽放泵的實際能力使之留有餘量。
1、管徑、規格
抽放管路管徑計算公式如下：
考慮留一定餘量，故選擇高負壓支管(抽放管)管徑250×6mm的焊接鋼管;
選擇低負壓支管(抽放管)管徑250×6mm的焊接鋼管。
2、材質要求
當條件適當時，可選用新材料的瓦斯抽放管，但井下抽放管路禁止采用玻璃鋼管。
3、瓦斯管的連接方式、主管趟數
瓦斯管道的連接采用法蘭盤加膠墊的連接方式，接頭的規格應與瓦斯管管徑相匹配。
考慮到礦井同時使用高、低負壓抽放，各安設一趟管路，共安設主管二趟。
二、抽放管路阻力計算
①管道阻力損失按下式計算：
H=9.81(LQ2△/K0D5)
式中H——阻力損失Pa
L——管道長度m
Q——混合氣體流量m3/h
D——管道內徑cm
K0——阻力係數(查表)
△——混合瓦斯對空氣的相對密度。
瓦斯管道阻力損失計算應選擇抽放係統服務年限內阻力最大的一條抽放管路進行計算。根據本煤礦開拓布置，到礦井深部邊界的瓦斯管路最長，因此按從地麵泵站到井下深部邊界的瓦斯抽放管計算抽放管道阻力損失。
高負壓：主管道從抽放泵站經回風斜井。管道最長800m，其阻力為：
H1=9.81×800×(3342)2×0.821/(0.71×32.55)=4750Pa
低負壓：主管道從抽放泵站經回風斜井。管道長800m，其阻力為：
H1=9.81×800×(2850)2×0.756/(0.78×32.55)=2500Pa
高負壓支管：從回風井至運輸石門到回采麵運輸巷。管道長600m，其阻力為：
H2=9.81×600×(1800)2×0.821/(0.71×25.05)=1850Pa
低負壓支管：從回風井至回風石門到回采工作麵回風順槽上隅角。管道長500m，其阻力為：
H2=9.81×800×(1800)2×0.756/(0.78×15.05)=1850Pa
低負壓抽放管道係統的管道阻力損失：
H=H1+H2=2500+1850=4350Pa
高負壓抽放管道係統的管道阻力損失：
H=H1+H2=4750+1850=6600Pa
②局部阻力損失計算
局部阻力按管道阻力損失的20%考慮即：
高負壓：H局=H×20%=6600×20%=1320Pa
低負壓：H局=H×20%=4350×20%=870Pa
③總阻力損失計算
高負壓：H總=H+H局=6600+1320=7920Pa=7.9kPa
低負壓：H總=H+H局=4350+870=5220Pa=5.2kPa
第三節 抽放管路的附屬裝置
為了便於管路係統負壓的調節，掌握各抽放地點瓦斯抽出量、瓦斯濃度的變化情況以及保證管網係統的正常抽放，設計時在各主、幹、分、支管路要考慮分別安設閥門、測試孔、放水器。此外，在瓦斯泵房和地麵管路上還要安設防爆、防回火裝置及放空管等。
1. 閥門
瓦斯抽放管路各分支管分叉處、抽放管路和鑽場連接管上均應安設閥門，其主要目的是用來調節和控製各抽放點的抽放量、抽放濃度、抽放負壓等。
在每個鑽場中，每個鑽孔都要有單獨的閥門控製。
2. 測試孔
在抽放係統中的管路各分支管分叉處,均應留有測試孔,作檢測瓦斯濃度、負壓、壓差用。最經濟最簡便實用的方法是在管路上鑿一個直徑10mm的洞，再
在該處焊上一個直徑16mm的螺帽，然後將直徑16mm的螺杆安在螺帽上，需測試時將螺杆取下即可。
在抽放係統的主管道上，必須安裝一個孔板流量計，計量整個抽放係統的瓦斯抽放量。孔板流量計要安裝在距離泵站最近的直管路段，其前後5m應平直，不要有閥門和變徑管。孔板流量計兩側要分別有測試孔，測試孔使用橡膠管與U型壓差計相連接。
管路抽氣量可以采用下列公式進行計算：
Qv=K·Δh1/2
式中 Qv——氣體體積流量，m3/s;
K——孔板係數(出廠時測定);
Δh——U型管水柱壓差，mm。
1. 放水器
在抽放係統的管道最低窪點，一般都容易積聚從抽放地點抽來的水，減小有效抽放斷麵，增加抽放阻力。為此，在有條件的低窪點，要安設放水器,最好是在管路中每200～300m,最長不超過500m安設一個。放水器有人工放水器和自動放水器等。
本設計選擇人工放水器，如圖3-4—7。
4、防爆、防回火器
設計選擇水封式防爆、防回火器(如圖3-4-8)，安設於瓦斯泵進、出口管路路上。
5、 放空管
安裝在地麵瓦斯泵進、出口管路上，靠近泵房。
放空管設置位置，一般距泵房牆壁0.5-1.0m為宜，最遠不得超過10m，且出口應加防護冒。
放空管出口至少高出地麵lOm，且至少高出20m範圍內建築物房脊3m以上。
6、測壓嘴
在瓦斯主管、支管以及鑽孔連接裝置上均應設置測壓嘴，以便經常觀測管內壓力，測壓嘴的高度一般小於lOOmm，其內徑4一lOmm，平常用密封罩罩住或用細膠管套緊捆死，以防漏氣。測壓嘴還可作為取氣樣孔，以取出氣樣進行氣體成分分析或測其瓦斯濃度。
7、 計量器
瓦斯抽放支管、幹管以及各個鑽場內設置孔板流量計。
在瓦斯抽采管出口處還應設瓦斯濃度和流量等瓦斯參數測定裝置等。
說明：
1).放空管安裝為軟安裝，確保無砂眼;
2).放空管基礎為C20混凝土澆注，外表用C10素混凝土抹平，抹厚為15mm;
3).放空管拉線為3根，拉線水平夾角為120°，與地麵成60°夾角;
4).基礎預埋鋼板與預埋鋼筋先焊接好，預埋鋼板應放置水平後再進行基礎的澆注。放空管底坐法蘭焊接時，應與放空管保持垂直。
8、過濾網和除渣器
抽放泵站前安裝過濾網和除渣器，定期清除雜物。除渣器和過濾網安裝如下圖
注：排渣裝置如不設閥門，則必須停泵時定期除雜物過濾網及排渣裝置布置示意圖
第四節 瓦斯泵選擇
一、瓦斯泵流量計算
瓦斯泵流量按下式計算：
Q泵= 100QzK/(η·X)
式中：Q泵—瓦斯泵的額定流量，m3/min;
Q泵高= 19.5×1.3/(0.8×35%)= 90.5m3/min
Q泵低= 9.5×1.3/(0.8×20%)=77.3m3/min
Qz—瓦斯管內純瓦斯流量，即礦井瓦斯抽采量，m3/min;
K—綜合備用係數，前麵計算已經按1.3計算;
η—瓦斯泵的機械效率，取0.8;
X—瓦斯泵入口處的瓦斯濃度，高負壓取35%，低負壓取20%。
二、抽放瓦斯泵壓力計算
瓦斯抽放泵壓力，必須能克服抽放管道總阻力損失和保證鑽孔有足夠的負壓，以及能滿足泵出口正壓的需求。
瓦斯泵壓力按下式計算：
H泵=K(H摩+H鑽負+H出正)
式中：H泵—高負壓瓦斯泵總負壓，Pa;
K—綜合備用係數，一般取1.2;
H鑽負—要求孔口抽放負壓，高負壓15000Pa，低負壓3000Pa;
H出正—瓦斯泵瓦斯排放管出口的正壓，取5000Pa。
H泵高=K(H摩+H鑽負+H出正)
=1.2×(7920+15000+5000)=33504Pa
H泵低=K(H摩+H鑽負+H出正)
=1.2×(5220+3000+5000)=16224Pa
三、抽放瓦斯泵選型
1)高負壓抽放泵選型
根據計算，選用高效節能的水環式真空泵：2BES-40-132-4型(n=490rpm)二台，其中：一台工作、一台備用;其額定參數為：Q=113.2m3/min，H=40kPa，軸功率132kW，耗水量3m3 /h台;選配的防爆電動機YB350M—4、132kW、380V二台;
根據高壓抽放係統真空泵總耗水量3m3/h，選用冷卻水泵IS50-32-250型二台，其中：一台工作，一台備用;配套防爆電動機YB90L-4、1.5kW、380V 二台;采用循環水冷卻方式。
本設計對瓦斯進行初期選型，礦方應請具備資質的單位進行瓦斯抽采專項設計。
第六章 瓦斯抽放泵站
第一節 抽放泵站
一、瓦斯抽放泵房布置原則：
(1) 泵房建築必須采用不燃性材料，耐火等級為二級。
(2) 泵房周圍必須設置柵欄或圍牆。
(3) 泵房應有防雷電、防火災、防洪腦澇、防凍等措施。
(4) 泵房內要有良好的通風照明設備並設有直通礦井調度室的電話。
(5) 泵房的建築麵積應根據設備尺寸與台數決定，並留有餘地。
(6) 機械室、電氣室和司機室要有單獨房間避免相互幹擾。
(7) 泵房應有雙回供電線路。
(8) 泵房應有供水係統。泵房設備冷卻水一般采用閉路循環，給水管路及水池容積均應考慮消防水量。
(9) 泵房應配備專用檢測各種參數的儀器儀表。
(10) 泵房內電氣設備、照明和其他電氣、檢測儀表均應采用礦用防爆型。
(11) 泵房附近管路要設置放水器、放空管及防爆、防回火、放回水裝置，並設置壓力、流量、濃度測定裝置以及采樣孔、閥門等附屬裝置。
二、瓦斯抽放泵房位置選擇的原則：
(1) 泵房應設在不受洪澇威脅且工程地質條件可靠地帶，避開滑坡、溶洞、斷層破碎帶及塌陷區等。
(2) 泵房宜設在回風井工業場地內，泵房距井口和主要建築物及居住區不得小於50m。
(3) 泵房及泵房周圍20m範圍內禁止有明火。
(4) 泵房應建在靠近公路和有水源的地方。
(5) 泵房應考慮進出管敷設方便，有利瓦斯輸送，並盡可能留有擴能的餘地。
根據礦井井口的具體位置，確定將固定抽放泵站設在與回風井較近、地勢平坦的地段，其距離回風井井口不超過100m。見抽放管路係統圖及抽放站場地布置圖。
固定抽放泵站瓦斯泵房、配電室、值班室組成，具體布置見泵房平麵圖。瓦斯泵房屬於有爆炸危險的甲類廠房，要求周圍50m範圍內無居民，20m範圍內無明火及易燃易爆炸物品，同時要用圍牆(或柵欄)圈定起來，防止閑雜人員進入。要求采用不燃性材料建築並且設計門窗作為泄壓，其泄壓麵積與廠房體積比應在0.05～1.22之間。
根據現場踏勘，並結合煤礦實際情況，本著投資少，安全有保障的原則，抽放泵站位置選擇在回風平硐東北側較平坦的地方,保持挖填方基本平衡，場地標高+1346m，高位水池選擇在泵房東側。抽放站選擇在風井東北側的坡地上。自然地形坡度約15%。場地較為平坦、穩定，無溶洞、淤泥、小煤窯采空區等不良工程地質，工程地質條件較好，且位於地勢較高的平緩坡地上，無洪澇之患。為防止季節性雨水彙流衝擊泵房，在泵房周圍修建導水渠進行引流。低位水池布置在瓦斯抽放站旁，距離瓦斯抽放站2m，池底標高為+1344m。高位水池布置在抽放站南側，池底標高為+1363m，同時，考慮抽放站防火安全距離20m的要求，沿瓦斯抽放站四周設圍牆或柵欄，圍牆(或柵欄)高度不小於2.0m。
三、建築物及構築物設計
主要工業建築有：瓦斯抽放站、低位水池、高位水池。瓦斯抽放站為磚牆承重，現澆混凝土梁、屋麵板，門窗采用鋼製門窗。低位水池牆體為砂漿和磚砌築，池底使用C15級混凝土澆注，容積為30m3，低位水池不準封口，但必須在其四周設置安全防護柵欄;高位水池容量30m3，在其四周設置高度不小於3.0m的安全防護柵欄或圍牆，以防止水位顯示器丟失(見水池平立麵圖)。建築物結構特征詳見和瓦斯泵房平立麵圖。
第二節 防避雷
在地麵泵房和排空管附近設置避雷裝置，並引下接地，達到防雷的目的。
在瓦斯抽放站按《建築物防雷設計規範》(GB50057-94，2000年版)設避雷裝置保護瓦斯排空管，在瓦斯抽放站房頂設置避雷帶防感應雷，在變電所設工作接地，接地電阻<2Ω;在瓦斯抽放站分別設防雷擊和防感應雷接地，接地電阻均<2Ω。
地麵瓦斯泵房按《建築物防雷設計規範》(GB50057-94，2000年版)第3.2.1條，設架空避雷線防直擊雷。電杆、避雷線敷設見下圖要求。利用拉線作接地引下線並接地，接地電阻<2Ω。
按《建築物防雷設計規範》(GB50057-94，2000年版)第3.2.2條建築物內的設備、管道、構架、電纜金屬外皮、鋼屋架、鋼窗等較大金屬物和突出屋麵的放散管、風管等金屬物，均應接到防雷電感應的接地裝置上，接地電阻<2Ω。由於設計的排空管高度不高，泵房麵積小，也可以采用單針避雷器。
由於礦區處於山區，雷害比較嚴重，所以避雷要注意以下幾點：
1. 排空管應高於房頂3m以上，排空管與避雷針距離小於5m;
2. 避雷針接地電阻不得大與2Ω，達不到要求的要增加接地極;
3. 瓦斯抽放泵房內所有設備的金屬外殼都應接地，金屬走架線、水管等金屬物必須接地;
4. 為防止井下瓦斯抽放管路帶電，瓦斯抽放管路也需接地;
5. 瓦斯抽放供電采用四芯電纜，其中一芯接地。
單針避雷器保護範圍計算如下：
單針避雷器在地麵的保護半徑r為1.5h(h是避雷針的高度)。從針頂點向下作45°斜線，構成圓錐形的上半部，從距離針腳1.5h處向上再作斜線與前一斜線在h/2處相交，交點以下構成圓錐形的下半部。在任一高度hx的x-x平麵上，保護半徑可由下式確定：
當hx≧h/2時，rx=(h-hx)P
式中 rx——在hx的高度上保護範圍的半徑，排空管與避雷針間距離小於5m;
h——避雷針高度，m;
hx——被保護物的高度，排空管取7m;
P——修正係數，取1
單支避雷針計算當距排空管距離小於5m時，避雷針高度為16m足以滿足要求。如圖：
單支避雷針安裝位置圖
6.接地裝置
選φ50mm，長2.5m的鋼管5根，組成多邊形埋入地下,接地電阻必須≤10Ω。
(1)防感應雷
①防雷電感應：建築物周圍的設備、管道、鋼結構都應連接至防感應雷的接地裝置上，其電阻不大於10Ω。物麵內鋼筋可代替金屬網，每隔18～24m引接地線一根;
②防感應雷的接地裝置與直接雷接地裝置應分開，間距不小於3m;
③防感應雷的接地裝置應沿泵站周圍環行敷設。
(2)防高電位侵入
①引入泵站內的電纜，接地芯線均與感應雷接地網可靠相連;
②架空線與電纜連接處，設一組低壓閥型避雷器;
③靠近泵站100m內的鋼管，每間隔25m接地一次，接地電阻≯20Ω;
④靠近井口的鋼管每隔20m接地一次共兩處，接地電阻≯5Ω。
第三節 供水
瓦斯抽放站生產用水采用循環給水係統。
一、水介質作用與要求
1.作用
2BES -40水環真空泵以水為介質，在葉輪間起著液體活塞兼冷卻散熱作用。
2.要求
2BES -40水環真空泵因以水為介質，故對水質有一定的要求，即不能是可溶性鈣鹽和鎂鹽之類的硬水，因其產生的水垢影響泵的性能，並會導致使用壽命降低。
二、取水
采用泉水。
三、給排水循環係統方案
瓦斯泵給排水循環示意圖
山泉水給抽放泵站低位水池補水。瓦斯泵回水由低位水池經水泵抽至高位水池，高位水池的水經瓦斯泵至汽水分離器分離後，再流入低位水池，循環使用。
四、給排水係統計算
1.瓦斯泵要求的水壓及水溫：P=0.015MPa、溫度不高於50°，若水溫過高，增加水池的補水量。
2.瓦斯泵運轉時要求的水量：Q=5.2m3/h。
3.水泵
水泵型號：IS50-32-160單級離心式清水泵、防爆電動機3kW、流量：12.5m3/h、揚程：32m、吸入口徑：50mm、排出口徑：32mm。
4.選擇管徑
取管中的平均流速V=1.5m/s(一般經濟流速為1.5～2.0 m/s)
選擇標準管D=32mm，能滿足要求。
5.水池初選位置
高位水池：位於瓦斯抽放站南麵+1363m標高上;
低位水池：位於瓦斯抽放站旁+1344m標高;正常補水采用生活用水的山泉水。
6.水池容積
根據瓦斯泵運行時所需的水量Q=5.2m3/h、散熱後50%的餘量確定，高、低位水池容積均為30m3。
水池平、立麵圖
7.瓦斯抽放站設備情況
泵房安設水環式真空瓦斯抽放泵4台，型號： 2BES -40型。
水環式真空瓦斯抽放泵皮帶輪傳動安裝圖單泵及小成套接口尺寸見圖(礦井應根據實際定貨設備作調整)。
單泵工作時正常耗水量：5.2m3/h。
泵房安設循環水泵二台，參數如下：
水泵型號：IS50-32-160單級離心式清水泵;防爆電動機3kW;流量：12.5m3/h;揚程：32m;吸入口徑：50mm;排出口徑：32mm。
8.設備布置要求
1)為使布置合理，便於抽放調節，將二台瓦斯抽放泵布置在中間。
2)機械設備周圍的通道與設備間距須大於2m。
3)電器設備間距應大於0.7m，便於檢修。
9.泵房對土建的要求
1)根據最重設備確定起重設施，根據高度最大設備檢修時的起吊要求確定起重設施的高度。
2)根據地形條件，公路至抽放泵站運輸采取人力搬運。
3)泵房內要求明亮，通風條件好。
4)地麵要求平整，二次抹麵。
5)配電室與泵房連成一塊，但與泵房隔離，上部有透氣孔，能保證良好通風散熱條件，室內要明亮。
6)水泵房單獨建在低位水池旁。
7)整個建築采用耐火材料。
8)泵房內外均要配備消防設施。
10.管路布置
1)控製閥組要求：每台泵均能與抽放管路連接啟動，具體連接見附圖。
2)管路布置根據抽放泵位置而定，見附圖。
3)放空管：根據規程規定，放空管口至少高於泵房頂3m以上，取8m,位置見瓦斯泵房設備安裝圖。
第四節 供電
1. 供電原則
瓦斯泵站供電管理，要求泵房內的電氣設備、照明及其它電氣儀表都應采用礦用防暴型，否則必須采取安全措施。瓦斯泵站供電應有雙回供電。
礦方必須結合本設計，根據實際具體情況考慮供電方案。
2. 地麵瓦斯泵站供電計算
計算公式 Ig= ΣPe·Kx·1000/(31/2·Ue·cosφ)
式中 Ig——通過電流，A;
ΣPe——額定功率，kw;264kw。
Ue——電壓，v;380v
Kx——需用係數，取0.8;
cosφ——電機的加權平均功率因素，取0.8。
通過計算，Ig=375A，選取185mm2三芯電纜，其長期允許負荷電流值為400A﹥375A，符合要求。為了確保供電滿足啟動電流的衝擊，和本著流有餘量的原則，將供電電纜選用為150mm2電纜。
3. 變電要求
由於該型號瓦斯抽放泵可采用380v電壓供電電纜供電。瓦斯抽放泵站還有供水水泵電源供電為380v電壓和照明、取暖采用220v/127v供電。
第五節 照明
在地麵瓦斯泵站、值班室、配電室、小水泵房都必須有隔爆型照明燈具，而且必須滿足夜間光線明晰的條件。具體懸掛數量及位置由礦方自行調整。
第六節 通訊
泵站安裝直通礦調度防爆電話一台。
第七節 采暖、通風
根據礦區的氣候條件，冬天最低溫度一般零度左右，所以值班室采暖可以采用防爆電熱取暖器。防爆電熱取暖器必須取得煤礦礦用安全標誌，防爆電熱取暖器使用的電纜、開關及接線方式都必須符合防爆要求。礦區夏天氣溫一般在32度以下，因此隻要采用自然通風即可，但門窗及天窗合計的泄壓麵積要符合要求。
第八節 抽放監測
由於礦井瓦斯抽放是今後樓下鎮嘉龍煤礦治理瓦斯的有效手段和重要途徑，所以除使用U型管壓差計檢測負壓、差壓力，用100%和10%的光學瓦斯檢定器檢查瓦斯，按每1小時測定一次外，還有必要對瓦斯泵站的環境溫度、環境瓦斯濃度、設備開停、水位水壓等參數進行實時監測，便於管理和指揮。
樓下鎮嘉龍煤礦設計安裝礦井集中安全監控係統，型號為KJ90-NA型。本設計將瓦斯抽放係統的運行狀態等作為KJ90-NA集中安全監控係統中的監測內容，並用KJ90-NA集中安全監控係統的有效監控來實現瓦斯抽放係統安全運行，因此，按照礦井瓦斯抽放工程設計規範要求，設計在瓦斯抽放站內設一個監測分站，對瓦斯泵開停、吸入管道瓦斯濃度、流量、抽放負壓、溫度以及瓦斯泵房內的瓦斯濃度等進行監測。
一、 瓦斯抽放監測監控示意圖
第九節 消防安全措施
1.在瓦斯泵吸排氣兩端設置防爆、防回火裝置。
2.在瓦斯泵吸排氣兩端設置放空裝置。
3.在瓦斯抽放泵房內設置瓦斯濃度監測儀，以便隨時了解瓦斯抽放泵房內瓦斯濃度。
4.瓦斯抽放泵房機電設備及照明設施按防爆要求進行選型配置和管理。
5.在通往井下的抽放管和瓦斯抽放泵房設置防雷裝置。
6.在瓦斯抽放站設置消防設施。
1)泵房邊設置消防水管並接軟管，消防水管另一端與水泵或高位水池相連，一旦出現事故，水泵抽水或由高位水池自動放水進行消防。
2)防止電氣火災，設幹粉滅火器、砂箱，砂子機及滅火器數量符合規定要求。
一、對瓦斯抽放管路的安全要求
1.抽放管必須采用阻燃、抗靜電的材料。具有良好的氣密性，足夠的機械強度，並應滿足防凍、防腐蝕的要求。
2.抽放管路宜沿回風巷道或礦車不經常通過的巷道布置。特殊情況抽放管布置在軌道井、巷中，必須製定防跑車撞壞管路的防範措施。
3.抽放管需進行防腐處理，外塗紅色以示區別。
4.當抽放管設備或管路發生故障時，管路內的瓦斯不得流入采掘工作麵及機電硐室內或機房內。
5.抽放管路不得和帶電體接觸，不能和電纜布置在同側，抽放管路必須在入井前進行接地處理。井下要有被砸壞的保護措施。
6.井下抽放管路應墊不低於30cm的木墊，以防底鼓損壞管路。
7.傾斜巷道內的抽放管路，應用卡子將管子固定在巷道支護上，以免下滑。在傾角28°以下的巷道中，一般每隔15～20m設一個卡子固定。
8.地麵抽放管路布置要求
1)盡可能避免布置在車輛通行頻繁的主幹道旁。
2)不得將抽放管路和自來水管、暖氣管、下水道管道、動力電纜、照明電纜及通訊電纜敷設在同一條地溝內。
3)抽放主管路距有關物體的距離要求
(1)距離建築物>5m;
(2)距離動力電纜>1m;
(3)距離水管和排水溝>300mm;
(4)距離木電線杆>20m。
4)抽放管路不得從地下穿過房屋或其他建(構)築物，一般情況下也不得穿過其他管網。當必須穿過其他管網時，應按有關規定采取措施。
9.抽放管路敷設要平直，不要拐急彎。
10.主管、分管、支管及其與鑽場連接處均要安設閥門及觀測孔。
11.在抽放管路的適當位置應安設除渣裝置和測壓裝置。
12.抽放管路分叉處應設置控製閥門，閥門規格應與安裝地點的管徑相匹配。
13.在抽放鑽場、管路拐彎、低窪、溫度差異大的地方及沿管路適當距離(間距一般為200～300m，最大不超過500m)應設置放水器。放水器要保證在放水時，不影響抽放。
14.使用鋼板卷管，壁厚需5～6mm，並需進行0.2～0.5MPa的水壓試驗或1MPa以上的氣壓試驗，合格後才可以使用。
15.通往井下的抽放管路應采取防雷措施。
二、對抽放站的安全要求
1.抽放站站址應選擇不受洪澇威脅且工程地質條件可靠的地點，無滑坡、溶洞、斷層及塌陷等災害。
2.抽放站宜設在回風斜井工業場地內，泵房距井口和主要建築物及居住區不得小於50m。
3.泵房內及泵房周圍20m範圍內嚴禁有明火。
4.泵房建築必須采用不燃性材料，耐火等級為二級。
5.泵房周圍必須設柵欄或圍牆保護。
6.泵房內及泵房周圍 20m範圍內的電器設備(含電話)、儀表及照明等都必須采用礦用防爆型，並按井下防爆電器管理規定進行管理，消滅失爆。泵房應采用雙回路供電，電器設備一套使用，一套備用。泵房必須裝有直通礦調度室的電話。
7.泵房內的電器設備，值班室應與泵房隔離分開，分成泵房、配電間、值班室，避免相互幹擾。
8.泵房內要保證通風良好，房頂應設天窗，防止瓦斯積聚，並安設瓦斯報警裝置。瓦斯傳感器設在泵房中上部瓦斯易積聚的位置，並保證靈敏可靠，報警濃度0.5%。
9.泵房內必須安設安全監測係統，對泵的開停、抽放管內瓦斯濃度、流量、抽放負壓、溫度和CO以及泵房內的瓦斯濃度等實施自動監測監控。當出現異常時能自動報警斷電。泵房內必須配備有測量負壓、流量、溫度及瓦斯濃度等的儀表，並製定泵房內定時人工檢查的製度。
10.抽放站應設避雷裝置，避雷裝置應高於放空管。避雷的覆蓋麵應能保護整個抽放站。井口抽放管應有相隔20m的兩處可靠接地防止雷電入井。
11.抽放站應有防火措施，應有供水係統。泵房設備冷卻水一般采用閉路循環。給水管路及水池容積還應滿足消防用水量。
12.泵房附近的管路應設置放水器及防爆、防回火、除渣裝置和壓力、流量、濃度測定裝置，還應設置采樣孔、閥門等附屬裝置。
13.抽放站在吸排氣兩端應設置瓦斯放空管。放空管直徑不得小於吸排氣兩側的主管直徑，高度至少超過泵房屋頂3m。為防雜物和雨水進入放空管內，其上端管口要設置保護蓋帽。
14.使用水環式真空泵的循環水係統必須正常，供水可靠，嚴禁泵內缺水或無水。高低位水池位置要合適，池容要夠，保證供水壓力和水量。水質要好。泵房冷卻低位水池嚴禁密封，要采取防止瓦斯積聚的措施。
三、瓦斯抽放質量標準化管理
1.抽放瓦斯礦井凡參與瓦斯管理的人員必須經過嚴格的專門培訓，熟練掌握要領、應知應會後，才允許上崗。
2.礦井必須配備專業技術人員，負責瓦斯抽放日常管理，總結分析抽放效果，研究和改進抽放方案，學習和貫徹先進抽放方法。
3.礦井必須建立專門的瓦斯抽放隊伍，負責抽放管安設，打鑽等工程的施工和瓦斯參數的測定等。
4.泵房內必須有專職人員值班，負責泵房內外有關瓦斯參數的檢測和抽放泵的運行。
5.每班必須有專人對整個抽放係統進行巡回檢查維護和放水。在檢查中發現問題能處理的立即處理，不能處理的要及時向礦調度室彙報。礦應立即組織進行處理。
6.礦井必須建立健全有關瓦斯管理製度。如崗位責任製，巡回檢查製度，瓦斯參數檢測製度，抽放泵、水泵、高低位水池檢查維護製度，抽放工程質量檢查驗收製度等。
7.抽放泵應有開停記錄。一旦停運，值班員必須立即通知礦調度室。礦應立即組織處理。
8.改、接、拆抽放管路及有關設施時，應先製定專門的安全措施、並向有關人員貫徹後，方可實施。
9.泵房屬要害部門，嚴禁他人入內。
10.記錄
(1)泵房值班記錄;
(2)抽放參數測定記錄。
第七章 抽放係統的安裝
第一節 基本要求
瓦斯抽放係統的安設、使用等必須嚴格遵守《煤礦01manbetx 》和《礦井瓦斯抽放管理規範》的有關規定。
抽放係統安裝所用的材料均必須為煤礦井下許用產品，並具有煤礦安全標誌。
泵房內必須有足夠的照明、消防等設施，嚴禁堆放易燃物品，嚴禁無關人員進入泵房。
泵房門窗必須向外開。
第二節 瓦斯泵安裝
抽放泵的安裝要保持軸心一致，基礎要達到規定的強度和養護期。具體安裝要求必須嚴格按設備安裝說明書嚴格進行。具體安裝尺寸見大圖。
第三節 抽、排放管路及附屬設施安裝
抽排放主管路建議采用焊接鋼管，法蘭連接，安裝時采用墊墩支撐或其他支撐方式，靠一幫鋪設，不得影響行車。避免與電纜安在同一巷道幫上，管路全程嚴禁與帶電物體接觸，管路在井口入井出必須有兩點可靠的有效接地。
在管路的低窪處要安裝放水器，定期放水，以保證抽放效果;抽放支管和鑽場按抽放工藝要求設置閥門、測試孔(或流量計)、放水器等。
抽放係統所有金屬件均需做防腐處理，管路安裝後還要做密封性能試驗(使用水試壓，壓力達0.2MPa,1h內壓降不超過10%)，並進行吹掃處理以免管路漏氣和管路內有雜物;建議井下抽放管路塗刷紅色油漆以示警。
1、井下敷設瓦斯管路的要求
(1)抽采管路與電纜分掛在巷道兩側並且要吊高或墊高，若吊掛必須吊掛平直，距地高度不小於0.3m、運輸巷道內抽放管路與礦車最外緣的間隙必須大於0.7m、地麵瓦斯管路不得從地下穿過房屋或其它建築物。斜巷安裝管路必須采取固定，設防滑卡等防滑等防滑措施。
(2)管路安裝應平直，避免急轉彎，轉彎時的角度不應大於50°;
(3)抽放管路設於主要運輸巷道內時，在人行道側其架設高度不應小於1.8m，並固定在巷道壁上，與巷道壁的;距離應滿足檢修要求;瓦斯抽放管件的外緣距巷道壁不宜小於0.1 m。
(4)瓦斯管路需塗防腐劑，以防鏽蝕，外部塗紅色以示區別;
(5)傾角較大的斜巷中的管路，應用卡子將管路固定在巷道支架上，以免下滑;
(6)管路敷設時，要求坡度盡量一致，避免高低起伏，低窪處需安裝放水器;
(7)敷設的管路要求進行氣密性檢查;
(8)井上下敷設的瓦斯管路，不得與帶電物體接觸並應有防止砸壞管路的措施。
(9)井下管道采取吊掛安裝，防止底鼓影響。
2、地麵敷設瓦斯管路的要求
(1)不得將抽放管路和動力電纜、照明電纜及通訊電纜等敷設在同一條地溝內;
(2)抽放管道與地上、下建(構)築物及設施的間距，應符合《工業企業總平麵設計規範》的有關規定;
(3)瓦斯管道不得從地下穿過房屋或其它建(構)築物，一般性情況下也不得穿過其它管網，當必須穿過時，應按有關規定采取措施。
2、抽放管路附屬裝置
(1)主管、分管、支管及其與鑽場連接處應裝設瓦斯計量裝置;
(2)抽放鑽場、管路拐彎、低窪、溫度突變處及沿管路適當距離(間距一般為200m～300m，最大不超過500m)應設置放水器;
(3)在抽放管路的適當部位應設置除渣裝置和測壓裝置;
(4)抽放管路分岔處應設置控製閥門，閥門規格應與安裝地點的管徑相匹配;
(5)地表主管上的閥門應設置在地表下麵用不燃性材料砌成的不透水觀察井內，其間距為500m～1000m。
(6)抽放管路應有良好的氣密性及采取防腐蝕、防砸壞、防帶電及防凍等措施;
(7)通往井下的抽放管路應采取防雷措施。
第八章 環境保護
第一節 抽放瓦斯工程對環境的影響
礦井瓦斯的主要成分為CH4和N2，瓦斯是一種具有強烈溫室效應的氣體，向大氣排放會導致全球變暖，破壞人類環境，它的溫室效應比CO2大20倍，對臭氧層的破壞能力是CO2的7倍。
抽放瓦斯工程對環境的另一個影響是瓦斯抽放泵和電機產生的噪音。
第二節 汙染防治措施
礦井瓦斯不含硫化物和其他有毒物質，燃燒後不產生粉塵，是一種潔淨的優質能源。所以在有條件時可以將礦井抽出的瓦斯加以利用，從而減少瓦斯排放對大氣的汙染，並減少了因燃煤產生的有害氣體和廢渣的排放，能大大改善當地生態環境。
對噪聲的防治，可以通過設計優先選用高效低噪音設備、內牆表麵采用材料、值班室與瓦斯泵房隔開，從而減少噪音對值班人員的傷害。
瓦斯：瓦斯抽放係統抽出的瓦斯是一種具有強烈溫室效應的氣體，向大氣排放會導致全球變暖，破壞全球環境，它的溫室效應比CO2大20倍，對臭氧層的破壞能力是CO2的7倍。
噪聲：主要有瓦斯抽放泵、通風機等產生的噪聲。
對汙染源的防治：
1.瓦斯汙染源的防治
在有條件的情況下可將礦井抽出的瓦斯作為一種潔淨的能源加以利用，從而減少瓦斯排放對大氣的汙染，並減少了因燃煤產生的有害氣體和廢渣的排放，大大改善當地生態環境。
2.對噪聲的防治
設計優先選用高效低噪音設備，並在瓦斯抽放泵、通風機房設置隔聲值班室。
第三節 抽放站綠化
綠化在防治汙染、改善和保護環境方麵，起著特殊的作用，它具有較好的調溫、調濕、吸塵、改善小氣候、淨化空氣、減弱噪聲等功能。但忌種植高大、冠狀樹種。
第九章 抽放的組織管理
第一節 組織管理
1. 建立抽放瓦斯的專門機構，配備專業施工隊伍，負責瓦斯抽放工作的的施工和日常管理工作。所有人員必須經過培訓合格後才能上崗。
2. 瓦斯泵房的設備和管路係統除日常維護外，應建立定期檢查維修製度。
3. 在抽放主管和分支管路上要配備專人定期檢查瓦斯濃度、負壓、壓差等，以便掌握不同地點的抽放狀況。此外，還應配有專人進行放水和管路維修，處理管路積水和漏氣，以保證管路暢通。
4. 對抽放方法和有關參數，需在抽放實踐中進一步考察和驗證，以便確定合理的綜合抽放方法，達到合理布置，提高抽放效果。
5. 抽放泵站的司機或值班人員必須經過專門培訓，使其熟悉有關瓦斯抽放的規定，掌握各種安全、監控儀表和設備的用途及其操作程序。
第二節 組織機構
有了抽放係統，礦井就必須相應的成立抽放瓦斯隊伍， 為了加強礦井瓦斯抽放管理，礦井應配備抽放管理人員、抽放工程技術人員及相關業務人員。這些人員在瓦斯抽放方麵的作用大致可分為：
1. 管理人員。專門負責瓦斯抽放的人員、事務管理。
2. 技術人員。負責抽放方麵的技術方案、措施的製定和落實到位，提高抽放效果，改進抽放工藝。
3. 井下打鑽施工人員。負責井下瓦斯抽放鑽孔的施工(兼其他鑽探施工)。
4. 管線工程施工、維修人員。負責瓦斯管線及抽放係統各種設施的安設、維修、調整、更換等。
5. 檢測人員。負責對礦井抽放係統、鑽場、管線、主要設備、設施的日常檢查和抽放係統的測試、調整、試驗，數據、資料的記錄、整理、計算等安全技術性工作。
6. 電鉗工。負責瓦斯泵及其附屬裝置和電氣設備的日常維護和檢修工作。
為了滿足抽放要求，其勞動組織應按下表配備人員：
抽放瓦斯隊人員配備表
第十章 投資預算
編製原則：
本工程投資預算的編製，原則上按照現行價格、現行煤炭預算指標和取費標準進行預算。
編製依據：
(1) 該工程主要工程量、設備及主要材料消耗量;
(2) 指標依據
a) 設備購置費：采用目前市場設備銷售價，另加相應設備運輸費用。
b) 安裝工程：采用國家煤炭工業局頒發的《煤炭建設機電設備安裝工程預算定額(99統一基價)》。
(3) 取費標準：各項取費標準按煤炭工業局煤規字第48號文及其他有關文件規定執行。
(4) 設備及材料價格：設備價格主要采用中國建設工程造價管理協會設備價格信息委員會2001年8月發布的《工程建設全國機電設備2001年價格彙編》、國家煤炭工業局發布的《煤炭工業常用設備價格彙編(1999年版)》、不足部分參考其他有關價格。
主要材料價格采用現行市場價。
(5) 預算費
a) 工程預算費：按照每規字(2000)第48號文的規定及該實際情況，基本預備費取6%。
b) 工程造價調整預備費不計取。
(6) 本瓦斯抽放設計井下管路長度取礦井建設投產後首采麵的管路長度進行概算。
(7) 預算成果見預算表
