xx區xx寨煤礦（技改）開采方案設計設計

　　XX特區XX煤礦(技改)

　　開采方案設計

設計說明書

　　(建設規模：15萬t/a)

　　項目負責：

　　審 核：

　　公司負責：

　　貴州XX礦山安全生產技術谘詢服務有限公司

　　二○○八年十二月

　　目 錄

　　前 言 1

　　第一章 井田概況及建設條件 5

　　第一節 交通位置及隸屬關係 5

　　第二節 礦井建設的資源條件 7

　　第三節 礦井水文地質特征 10

　　第四節 勘探程度及可靠性 12

　　第二章 井田開拓與開采 14

　　第一節 井田境界及儲量 14

　　第二節 礦井設計生產能力及服務年限 14

　　第三節 井田開拓 17

　　第四節 井筒及井底車場 20

　　第五節 井下開采 21

　　第六節 礦井通風 30

　　第三章 礦井主要設備選擇 43

　　第一節 主斜井提升設備 43

　　第二節 行人井提升設備選型 45

　　第三節 排水設備 49

　　第四節 通風設備 50

　　第四節 壓風設備 52

　　第五節 瓦斯抽放設備 54

　　第四章 地麵設施 59

　　第一節 地麵工藝及總平麵布置 59

　　第二節 地麵設施 60

　　第三節 供電、監測及通訊 60

　　第四節 供水 68

　　第五章 礦井安全69

　　第一節 礦井災害簡述 69

　　第二節 防治措施70

　　第三節　安全裝備 117

　　第六章 環境保護 119

　　第一節 地表塌陷治理 119

　　第二節 矸石處理 120

　　第三節 汙水處理 120

　　第四節 煙塵處理 121

　　第五節 消音措施121

　　第六節 工業衛生 121

　　第七節 綠 化 122

　　第八節 環境監測 123

　　第九節 環境管理及投資 123

　　第七章 節能減排 124

　　第一節 地麵建築節能 124

　　第二節 礦井供電節能 125

　　第三節 供熱節能 125

　　第四節 給排水及環保節能 125

　　第五節 煤層氣綜合開發利用 126

　　第八章 施工工期 126

　　第九章 技術經濟指標 128

　　第一節 勞動定員及勞動生產率 128

　　第二節 投資估算及資金籌措 129

　　第三節 成本費用及售價估算 135

　　第四節 財務評價136

　　第四節 技術經濟指標 140

　　前 言

　　一、概況

　　1.交通位置 隸屬關係

　　XX煤礦位於xx區城正北麵，行政區劃隸屬XX市XX特區XX鄉所轄;礦山距XX火車站6km左右，有XX至XX公路從礦區南部經過，井口距XX至XX公路約50米，交通較為便利，礦區地理坐標範圍為：東經xx，北緯xx。

　　XX煤礦行政區劃屬XX區XX所轄;為私營企業。

　　2.礦井現狀

　　XX煤礦2002年4月15日獲得了中華人民共和國煤炭生產許可證，證號為X24020xx，有效期為2002年4月至2008年4月;2006年獲得了中華人民共和國采礦許可證，證號為520xx，有效期限為2006年7月至2007年12月，經貴州省有色地質勘查二總隊實地勘測，原采礦證上的礦區拐點坐標有誤，該礦實際生產礦區拐點由5個拐點圈定，礦區麵積1.1352 km2,開采標高1302—1205 m。

　　表1—2 原XX煤礦礦區實際生產拐點坐標：

　　拐點號XY

　　1

　　2

　　3

　　4

　　5

　　礦區麵積：1.1352Km2

　　開采標高：1302—1205m

　　XX煤礦始建於1997年，於2001年技改完成，設計生產規模為3萬t/年，主采C7煤層，采用斜井開拓，主斜井布置在+1278米標高，坐標X=2907611，Y=35544284，方位角146度，主斜井長40米。回風斜井布置在+1303米標高，坐標為X=2907848，Y=35544155，方位角271°，回風斜井長45米。該礦山在建礦前二十世紀中期就有采礦活動，主要采地表C7、C18、C19和C20層煤，到二十世紀九十年代後期，發展為井下采礦，采礦規模逐漸加大，從2001年完成技改，主采C7層煤。由於采礦活動時間較長，對淺表煤層的破壞較大，現在主要是采掘深部煤層。

　　根據《貴州省XX煤礦生產地質報告》(貴州省地質礦產勘查開發局105地質大隊2008年12月編製);截至2008年12月底，礦山保有資源儲量(122b+332+333+334?)839萬噸，其中：(122b)106萬噸;(332)250萬噸：(333)438萬噸，(334?)45萬噸。

　　3.設計任務的來源和設計依據

　　(1)設計任務的來源

　　XX煤礦《開采方案設計(技改)》的委托。

　　(2)設計依據

　　①《貴州省xx區xx鄉xx煤礦資源/儲量核實報告》(貴州省地質礦產勘查開發局105地質大隊2008年3月編製);

　　黔國土資儲備字〔2008〕520號關於《貴州省xx區xx煤礦生產地質報告》礦產資源儲量評審備案證明，及黔國土規劃院儲審字〔2008〕561號《貴州省xx區xx煤礦生產地質報告》礦產資源儲量評審意見書;

　　②《中華人民共和國煤炭法》、《中華人民共和國礦產資源法》;

　　③《中華人民共和國礦山安全法》及《中華人民共和國礦山安全法實施條例》;

　　④《煤礦安全01manbetx 》(2006年版);

　　⑤《煤炭工業小型礦井設計規範》(GB50399-2006);

　　⑥《礦井抽放瓦斯工程設計規範》(MT5019-96);

　　⑦煤安字〔1995〕第30號《防治煤與瓦斯突出細則》;

　　⑧國發〔1984〕97號文《關於加強防塵防毒工作的決定》;

　　⑨黔安監辦字【2007】345號文《關於加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見》，

　　4.開采的指導思想

　　①根據現場的實際情況，從經濟、科學、安全的角度去考慮，使得礦井的投入小，見效快，收益高。

　　②設計重點是：規範工藝、優化係統、提高工效、強化安全、注重職業衛生、注重環保、使用先進的設備和儀器。

　　三、礦井建設綜合評價

　　1.礦井開拓方式

　　采用斜井開拓，以一個走向長壁炮采工作麵滿足設計能力。

　　2.資源可靠性評價

　　本礦的《貴州省XX生產地質報告》基本上查清了淺部的地質構造和煤層賦存特點，但建議在今後的巷道掘進過程中，認真做好地質編錄，並整理成生產地質資料，以利於指導生產。

　　3.用戶

　　XX煤礦生產的煤炭主要銷往xx、安順等地電廠，少量供應本地工礦企業及當地民用，用戶可靠，市場銷售前景好。

　　4.外部的協作條件

　　XX煤礦行政區劃隸屬於XX區，礦山距XX火車站6km左右，有XX至XX公路從礦區南部經過，井口距XX至XX公路約50米，礦區交通運輸比較便利。

　　礦井主電源來自XX鄉10kv變電站，距離礦山8km，導線LGJ-50，另一回路設計引自XX井35/10kv變電站，距離礦山12km，導線LGJ-50。

　　5.開采方案的主要技術經濟指標

　　(1)設計生產能力：15萬t;

　　(2)全員效率：1.47t/工;

　　(3)井巷工程量為3174m，其中：岩石巷道2254米，煤巷920米;

　　(4)勞動定員：186人(開采後全礦總人數);

　　(5)項目總投資：2396.22萬元;

　　(6)建設工期：23個月;

　　(7)投資回收期：25個月。

　　6.綜合評價

　　本礦井儲量基本可靠，煤層賦存較穩定，地質構造及水文地質條件中等複雜，開采技術條件較好，用戶可靠，市場前景廣闊，為礦井開采提供了有利條件。

　　7.存在問題

　　礦井資源/儲量核實報告對可采煤層進行了一定03manbetx 和研究，但該報告達到詳查深度的要求，建議在今後的生產中加強地質勘查工作，注意收集有關的資料並進行總結03manbetx 。

　　8.幾點建議

　　(1)由於該礦井小煤窯開采曆史久，淺部采空區多，對今後的采煤有一定的影響。而且技改前原來礦井的采空區在新的礦區範圍內為不規範的存在，對新係統的布置也有一定的影響，當開采到老采空區附近時，應注意老窯水情況，做到“預測預報、有掘必探、先探後掘、先治後采”，應堅持有疑必停並留設足夠的安全煤柱。在今後的生產中還要注意采空區積水和斷層水。

　　(2)有條件時，應考慮煤炭的深加工，就地增值，同時也提供更多的就業機會。

　　(3)必須留設足夠的煤柱以保證地麵建、構築物的安全。

　　(4)在開采中應經常進行井上下測量，進行井上下對照，合理開發,保證安全。

　　第一章 井田概況及建設條件

　　第一節 交通位置及隸屬關係

　　一、交通位置

　　XX煤礦位於xx區城正北麵，行政區劃隸屬XX市XX區XX鄉所轄;礦山距XX火車站6km左右，有XX至XX公路從礦區南部經過，井口距XX至XX公路約50米，交通較為便利，礦區地理坐標範圍為：東經xx，北緯xx。

　　二、地形地貌及氣象

　　1.地形地貌

　　礦區地處貴州高原西南部烏蒙山脈，屬長江流域烏江分水嶺地帶，以中風化剝蝕山地地貌以主，總體地勢西高東低。區內最高海拔為南部水井坡山頂1526.8m;最低點為東部溪溝交彙處外圍約100m的溝中，高1259.8m，最大高差相對高差267m，屬中等剝蝕山區地貌，自然坡度一般為10-35°，地形起伏較大，地貌類型單一。

　　2.氣象

　　礦區屬亞熱帶季風性濕潤氣候，冬無嚴寒，夏無酷暑，氣候溫和。曆史最低氣溫為-6.40C，最高氣溫為34.60C。年日照時數平均為1659.2小時，日照率35%;年平均降雨量1438.9㎜，夏季降雨量占全年的84%，雨量較充沛，降水量大，且集中於5月至8月初，年最大降雨量2105.5㎜，年最小降雨量791.5㎜，一般年份降雨量1151.1-1602.2㎜，降雨隨季節變化明顯，每年五至十月為雨季，占年水量的87.4%，十一月至次年四朋為旱季。冬季大積雪深為23㎝，結冰最大直徑為23㎝，結冰期最長為15日所在區域屬北溫帶濕潤季風氣候，總的特征是溫和濕潤，降雨充沛，冬無嚴寒，夏無酷暑，四季不甚分明。

　　3.地震

　　根據《中國地震動參數區劃圖》(GB18306-2001)，礦區地震烈度為Ⅵ度，地震動峰值加速度為0.05g。

　　三、水源條件

　　該礦井田範圍內泉水豐富，礦井水源取自井口南麵附近的泉水，距原主斜井口300m，其水量充足，流量3L/s，水質無汙染，可作為生活和生產用水，礦區目前供水水源為初期采區的礦井水，該礦井水經沉澱淨化處理後，供礦井生產用水，減少了汙水排放，有利於環保政策。為滿足礦區開發用水的需要，建議進行礦區供水水源勘探工作。

　　四、電源條件

　　礦井主電源來自xx區xx鄉10kv變電站，距離礦山8km，導線LGJ-50，另一回路設計引自XX區xx井35/10kv變電站，距離礦山12km，導線LGJ-50。電源可靠，能滿足礦井生產要求。

　　五、煤炭運輸及經濟效益

　　XX煤礦生產的煤炭主要銷往xx等地電廠，少量供應本地工礦企業及當地民用，用戶可靠，市場銷售前景好。

　　第二節 礦井建設的資源條件

　　一、煤係地層

　　礦區出露地層為上二疊係上統龍潭組(P3l)、三疊係下統夜郎組(T1y)、三疊係下統永寧鎮組(T1yn)及第四係。自新至老簡述如下：

　　(1)第四係(Q)：主要分布於溝穀及緩坡地帶。由殘坡積物、塌積物(粘土、亞粘土及岩塊、碎石等)組成。厚0—5m左右。

　　(2)三疊係下統永寧鎮組(T1yn)：岩性為淺灰色灰岩、泥灰岩、白雲岩容塌角礫，夾紫色、黃色粉砂岩、細砂岩。與下伏地層夜郎組呈平行假整合接觸。本組厚310米。

　　(3)三疊係下統夜郎組(T1y)：上部為紫紅色鈣質粘土岩、頁岩，中部為灰色、淺灰色中至厚層灰岩，下部為黃褐色、土黃色鈣質粘土岩夾薄層泥灰岩，平均厚度220米。

　　(4)二疊係上統龍潭組(P3l)：為區內的含煤係地層，主要為灰——深灰色、灰黑色粉砂岩、細砂岩、粉砂質粘土岩、炭質粘土岩、粘土岩、薄層灰岩、泥灰岩，厚度約500——511米。含煤10——33層。可采和局部可采2——4層。礦區有可采厚度的煤層為4層，即C7、C18、C19、C20。

　　二、構造

　　礦區位於xx向斜北東翼，構造簡單，為一單斜構造，地層走向315~320°，傾向SW，傾角16~36°，一般為15~25°，由北向南東擴展，屬緩傾斜的單斜構造。xx煤礦礦界南部一條斷層F7，在以往的開采過程中未發現次一級的小斷層，礦區內未見小褶皺，構造較為簡單。

　　三、煤層

　　本礦含煤地層為二疊係上統龍潭組，平均總厚425m，含煤33層，平均總厚為25m，含煤係數為5.85%，含煤地層特征明顯，標誌層穩定，主要煤層易於對比。可采煤層4層(C20、C19、C18、C7)，平均總厚約6.9m。

　　由上至下為C20、C19、C18、C7煤層，各可采煤層特征如下：

　　C20煤層：以亮型和半亮型為主，黑色，多呈片狀或薄層狀，位於龍潭組(P3l)上部上距飛仙關組底界，煤層變化不大，煤層產狀與地層產狀一致，煤層順層產出。傾向東南105度，傾角約為28度，煤層厚度1.30—1.70m，平均1.50m，無夾矸。圍岩界線清楚，結構單一。

　　C19煤層：以亮型和半亮型為主，黑色，多呈片狀或薄層狀，位於龍潭組(P3l2)中下部，煤層變化不大，煤層產狀與地層產狀一致，煤層順層產出，上距C20號煤層約為145米。傾向東105度，傾角約為28度，煤層厚度1.45—1.70m，平均1.6m;無夾矸。圍岩界線清楚，結構簡單一。

　　C18煤層：以亮型和半亮型為主，黑色，多呈片狀或薄層狀，位於龍潭組(P3l)中下部，煤層變化不大，煤層產狀與地層產狀一致，煤層順層產出，上距C19號煤層約為10米。傾向東南105度，傾角約28度，煤層厚度1.70—1.90m，平均1.80m，無夾矸。圍岩界線清楚，結構單一。

　　C7煤層：以暗為主，黑色，位於龍潭組(P3l)中下部。煤層變化不大，煤層產狀與地層產狀一致，煤層順層產出，上距C18號煤層約為24~30米，一般為26米，傾向東南105度，傾角約為28度，煤層厚度1.70 —2.50m，平均2.00m，煤層含夾矸。夾矸岩性為炭質粘土岩，厚度不穩定，有時尖滅，總厚0——10cm。圍岩界線清楚，結構較單一。

　　四、煤質

　　肉眼觀察，煤岩為黑色，條痕棕褐、褐黑、黑灰色，風化後多為粉狀或粉粒狀，呈玻璃或金剛光澤，性鬆軟，表麵常見鐵鏽，新鮮是則為鱗片狀，階梯及參差狀斷口，條帶狀結構，層狀構造，節理較發育，含黃鐵礦結核及細脈。

　　礦石特征具顯微結構，凝膠化基質及木煤體呈顯微分子形態，非均勻性強，凝膠化基質84%，絲炭化基質及鏡煤絲炭8—12%，角質化物質呈條帶狀，含量1—5%，黃鐵礦包裹於基質體中，含量1—3%，其他礦物及雜質1—2%。屬絲炭亮煤及角質亮煤。

　　黃鐵礦：反射光下呈黃白色，顯均質性。熱液期黃鐵礦有兩種，一種為早期生成的顆粒較大的立方體自形、半自形晶，粒徑0.01—0.5毫米，大致順層浸染呈條紋狀、環帶狀分布，局部富集時含量可達10—15%。另一種後期生成的黃鐵礦顆粒較細，一般在0.05mm以下，其晶形多見自形、半自形的五角十二麵體和它形等軸狀晶，內部可見草莓狀黃鐵礦，立方體黃鐵礦重結晶增長的環帶結構，呈疏密不均的星散浸染狀分布，但其含量較低。

　　C7、C18、C19、C20煤層均屬中灰、中高硫、高熱值貧瘦煤。

　　五、煤層頂、底板情況

　　xx煤礦采礦巷道主要布置龍潭組地層中，從井口至見煤處巷道揭露岩性為粉砂岩、細砂岩，此段巷道由漿砌石和混泥土支護，未發現冒頂、片邦、垮塌等工程地質問題。見煤後巷道沿煤層走向、傾向布置，巷道多采用木料支護， C7煤層頂板岩性為泥岩，抗壓強度不高，可塑性及膨脹性強，穩定性差，發生冒頂、片邦等工程地質問題，應注意隨時清理巷道，更換支護木料。從以上03manbetx 來看，本區的工程地質複雜類型屬中等型。

　　六、瓦斯、煤塵爆炸性和煤的自燃傾向性

　　1.瓦斯：根據貴州省煤炭管理局文件黔煤行管字[2007]67號“對xx市煤礦2006年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複”，xx煤礦礦井相對瓦斯湧出量為24.64m3/t，絕對瓦斯湧出量為1.54m3/min。

　　2.煤層自燃和爆炸性：根據貴州省煤田地質實驗室2004年9月提供的xx區xx煤礦《煤塵爆炸性鑒定報告及煤層自燃傾向等級鑒定報告》，該礦井C7煤層煤塵有爆炸性。C7煤層自燃傾向性為二類，屬自燃煤層。其它煤層的爆炸性和自燃傾向未作鑒定，故按煤層容易自燃和煤塵有爆炸性設計。

　　井田內無地溫異常現象，屬地溫正常礦井。

　　七、煤與瓦斯突出

　　技改前礦井在生產過程中未發生過煤與瓦斯突出現象，地質資料及儲量核實報告也未提供煤與瓦斯突出的相關資料。周邊鄰近生產的其它煤礦開采時也未曾發生煤與瓦斯突出現象。但該礦還沒有對煤與瓦斯突出危險性進行鑒定，依據黔安監辦字【2007】345號文《關於加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見》，xx煤礦屬煤與瓦斯突出礦區，故技改後按煤與瓦斯突出礦井設計。建議立即找有資質的部門進行鑒定，若鑒定後為無煤與瓦斯突出危險時，可按無突出危險礦井進行管理。

　　八、礦井資源量

　　根據《貴州省xx區xx鄉xx煤礦生產地質報告》(貴州省地質礦產勘查開發局105地質大隊2008年12月編製);截至2008年11月底，礦山保有資源儲量(122b+332+333+334?)449萬噸，其中：(122b)38萬噸;(332)107萬噸：(333)241萬噸，(334?)63萬噸。

　　第三節 礦井水文地質特征

　　1、地表水

　　xx煤礦地處貴州高原中部，麵積1.8808km2。屬烏江水係三岔河流域。區內無河流，但溪溝發育，溝水變化幅度大，雨季暴漲，枯季流量小甚至幹枯，流量大小也主要受大氣降水的控製。在井田中部及北部邊界外圍附近，分別發育一條相對本區最大的山區雨源型季節性溪溝，總體自西向東穿越或繞經井田並在評估邊界北東部附近交彙延伸出評估區。因此，整個評估區內斜坡上溝穀中的大氣降水沿衝溝向斜坡下部排泄，彙集於上述兩條溪溝中。溪流多具季節性，其水源主要來自大氣降水、山泉及礦山的礦坑抽排水，沽水期流量約1.5~3.5升/秒，豐水期流量相對較大，屬山區雨型溪流，流量主要受大氣降水的控製，總體呈基流水、流程短、季節性流量變化大的源頭性水流特征。

　　2、含水層及隔水層

　　(l)碳酸鹽岩岩溶裂隙、管道水：下三疊統夜朗組(T1y)和其上部永寧鎮組(T1yn)與茅口組(P2m)灰色中至厚層灰岩是地下水發育富集良好含水層，由於地表岩溶裂隙、溶鬥、溶洞及地麵陷落發育，地下水活動性較強，因此，含溶洞裂隙水，其富水性中等至強。

　　(2)基岩裂隙水：基岩裂隙水賦存於龍潭組(P3l)、夜朗組(T1y)及永寧鎮組(T1yn )等泥岩、砂頁岩、粉砂岩、砂質泥岩及砂岩的風化節理裂隙中，由於地下水埋藏淺，其富水性較弱，深部中、微風化岩石中節理裂隙又不發育，為相對隔水層。

　　(3)鬆散岩類孔隙水：主要為第四係(Q)坡積物、殘積物，分布於溝穀、緩坡及山麓地帶，形成覆蓋麵大的孔隙含水層，厚0～5m，由大氣降水直接補給。富水性和含水性弱。

　　(4)茅口組(P2m)灰色中至厚層灰岩與含煤地層龍潭組之間有夜郎組相隔，該組厚220m。因此，茅口組灰岩水不會對煤層開采造成威脅。

　　3、礦井湧水量

　　根據本礦及礦山周邊礦井湧水量的調查，礦井湧水量一般為5—10t/h，雨季湧水量10—20t/h。

　　礦井湧水量預測

　　根據該礦提供的現狀開采條件湧水量實測資料，采用比擬法進行估算未開采區域的礦井湧水量

　　Q=Q1×(F0/F1)× (S0/S1)1/2

　　Q—最低開采水平的湧水量，單位m3/d

　　Q1—礦區目前的湧水量，單位m3/d

　　F0—最低開采水平的麵積，單位km2

　　F1—目前開采區的麵積，單位km2

　　S0—礦區最低開采水平降深，單位m

　　S1—礦區目前的水位降深，單位m

　　則預測本礦區正常湧水量：

　　Q正常=10×(1880800/1135200)×(200/100)1/2=23.43 m3/h，取25 m3/h。

　　預測本礦區最大湧水量：

　　Q最大=20×(1880800/1135200)×(200/100)1/2=46.86 m3/h，取50 m3/h。

　　井田內無抽水試驗資料，不能進行準確的湧水量預測，業主在今後的生產中應加強礦井的湧水量實測工作，為礦山的防排水提供可靠的依據。

　　5、礦井充水因素

　　礦坑充水水源有3種，其中大氣降水、老窯積水是礦井充水的主要因素，次為地下水。

　　地下水：地下水是礦坑的直接充水水源。當礦山主井揭露或通過含水層時，地下水就會立即湧入礦坑。主井揭穿含水層厚度愈大，礦坑的湧水量就愈大。

　　地表水：因礦區開采標高大部分高於地表水水位以下，小溪距礦區較近，斷裂是地表水下滲導流的主要通道，雨季地表水滲入是主要影響因素。

　　民采廢硐積水：由於廢硐長年不排水，貯有大量積水，直接或間接地增大礦井湧水量，特別是在雨季，大氣降水通過小煤窯而進入井下，使礦井湧水量明顯增大，有些小窯開采在山溝裏，且開采深度大，積水較多，對礦井井下安全構成威脅。

　　6、水文地質類型

　　礦山擬開采的煤大部分位於最低侵蝕基準麵以下，地下水逕流速度快，交替循環良好，直接充水水源主要為夜朗組岩溶裂隙水及龍潭組裂隙水和老窯采空區積水、地表衝溝水，區域承壓水也可能突入,故本礦區屬於以裂隙—岩溶充水為主，水文地質條件複雜程度為中等複雜。

　　綜上所述，本區水文地質類型屬裂隙-岩溶充水礦床,水文地質條件屬中等複雜類型。

　　第四節 勘探程度及可靠性

　　xx煤礦礦區內煤礦地質工作開展較早，地質調查始於二十世紀六十年代初，先後有：貴州省煤田地質勘探公司一四二隊、貴州省有色地質勘查局二總隊等、貴州省地礦局105地質大隊地質單位在該區煤礦開展過地質工作。

　　1965年貴州省地質局區域地質調查大隊對該區作過區調工作，提交了1:20萬安順幅區域地質調查和礦產報告。

　　一九九九年九月貴州省煤田地質局一四二隊提交了《貴州省xx市六xx區xx鄉xx礦區地質簡測報告》。

　　2004年貴州省有色地質勘查局二總隊提交的《貴州省xx區xx鄉xx煤礦資源量核實報告報告》，共求得xx礦區範圍內保有資源量159.15萬噸。其報告由六盤水市國土局評審通過。

　　貴州省地礦局105地質大隊2005年9月提交的《貴州省xx區xx鄉xx煤礦地質災害危險性評估說明書》。

　　1975年貴州省地礦局水文地質大隊提交過1:50000xx區域水文地質圖。

　　2004年以來貴州省有色地質勘查局二總隊在該井田區開展井上、井下測量工作。

　　2007年10月，貴州省地質礦產勘查開發局105地質大隊在曆次地質工作成果在基礎上，通過對所積累的資料進行03manbetx 研究，結合對該礦範圍內煤層賦存情況、構造變化規律及水文地質條件等的調查，編製了《貴州省xx區xx鄉xx煤礦資源量核實報告報告》，以上地質工作均對該礦區煤層的賦存情況、頂底板岩性、水文地質、工程地質條件、煤層厚度、煤質變化特征及影響礦井開拓布置的主要構造等，進行了較詳細的說明，可以作為開采方案設計的依據。

　　該《儲量核實報告》：

　　(1)初步了解了礦區內可采煤層賦存層位，大致控製和了解了可采煤層厚度、結構、分布範圍、可采情況以及煤質變化特征。

　　(2)通過資料收集和生產礦井的調查，大致了解了核實區內水文地質、工程地質、環境地質及其它開采技術條件，闡述了礦井主要充水主要原因，初步劃分了礦床水文地質類型，評述了開采後區內水文地質、工程地質、環境地質條件可能發生的變化。

　　(3)核實區前期地質勘查、研究程度低，區內可采煤層空間位置、形態不明，無煤層對比資料;地表所有探槽揭露的可采煤層無任何資料保證，亦無測試資料證實，煤層出露位置與礦區內產狀，地形不相吻合;除C7煤層有生產井控製揭露外，其它可采煤層中，淺部無工程揭露控製;區內未進行過實質性的地質和水文地質、工程地質、環境地質勘查，總體上難以滿足年產15萬噸井型對地質勘查工作程度的要求。建議業主加大地勘資金投入，盡快對核實區進行補充地質勘查工作，滿足設計和生產的需要。

　　第二章 井田開拓與開采

　　第一節 井田境界及儲量

　　一、井田境界

　　根據貴州省國土資源廳2008年8月20日重新頒發的《采礦許可證》(證號：52000xX)，礦界範圍由6個拐點圈定，礦區南北長1800m，東西寬1200m，麵積1.88 Km2，所屬含煤構造為xx向斜北東翼。坐標詳見表2-1-1。

　　xx煤礦礦區拐點坐標 表2-1-1

　　拐點號XY

　　1

　　2

　　3

　　4

　　5

　　6

　　礦區麵積：1.8808Km2

　　開采標高：1305—1100m

　　二、儲量

　　根據《貴州省xx區xx鄉xx煤礦生產地質報告》(貴州省地質礦產勘查開發局105地質大隊2008年12月編製);截至2008年11月底，礦山保有資源儲量(122b+332+333+334?)449萬噸，其中：(122b)38萬噸;(332)107萬噸：(333)241萬噸，(334?)63萬噸。

　　第二節 礦井設計生產能力及服務年限

　　一、礦井工作製度

　　礦井設計按年工作日 330天計算，每天三班作業，每班8h，每天運輸時間為16小時。

　　二、礦井設計生產能力及服務年限

　　l.生產能力：xx煤礦設計生產能力為15萬t/a。

　　2.可采儲量

　　(1)、礦井保有資源量：(122b)+(332)+(333)=38+107+241=386萬噸;

　　(2)、礦井工業資源/儲量=(122b)+(332)+(333)×0.7

　　=38+107+241×0.7=313.7萬噸

　　(3)礦井設計資源/儲量=礦井工業資源/儲量-永久煤柱損失

　　永久煤柱損失包括斷層煤柱、防水煤柱、井田井境煤柱、河流煤柱及地麵建(構)築物煤柱等。根據礦區開采技術條件及《建築物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采01manbetx 》的有關規定，①礦區邊界留設20米保護煤柱;②主要井巷保護煤柱取20米;③河流煤柱留設20米;④斷層煤柱留設40米。永久煤柱損失(332)11.23萬噸，(333)55.4萬噸。

　　礦井設計資源/儲量=662.6-11.23-55.4×0.7=612.89萬噸

　　永久煤柱損失按下列公式計算：

　　(S斷+S邊+S建)/cos65°×M×D×10-4

　　① 邊界煤柱：(333) 共計29.94萬噸。

　　C7煤層：1320×20/cos28º×2×1.45×10-4=8.67萬噸;

　　C18煤層：1320×20/cos28º×1.8×1.45×10-4=7.8萬噸;

　　C19煤層：1320×20/cos28º×1.6×1.45×10-4=6.97萬噸;

　　C20煤層：1320×20/cos28º×1.5×1.45×10-4=6.5萬噸。

　　② 村莊煤柱：(332)共計11.23萬噸。

　　C7煤層：26120/cos28º×2×1.45×10-4=8.58萬噸;

　　C18煤層：2400/cos28º×1.8×1.45×10-4=0.71萬噸;

　　C19煤層：7400/cos28º×1.6×1.45×10-4=1.94萬噸;

　　③斷層煤柱：(333)共計15.15萬噸。

　　C7煤層：500×40/cos28º×2×1.45×10-4=6.57萬噸;

　　C18煤層：350×40/cos28º×1.8×1.45×10-4=4.14萬噸;

　　C19煤層：320×40/cos28º×1.6×1.45×10-4=3.36萬噸;

　　C20煤層：110×40/cos28º×1.5×1.45×10-4=1.08萬噸。

　　④河流煤柱：(333)共計10.31萬噸。

　　C7煤層：20000/cos28º×2×1.45×10-4=6.57萬噸;

　　C18煤層：4800/cos28º×1.8×1.45×10-4=1.42萬噸;

　　C19煤層：6000/cos28º×1.6×1.45×10-4=1.58萬噸;

　　C20煤層：3000/cos28º×1.5×1.45×10-4=0.74萬噸。

　　(4)礦井設計可采儲量=(礦井設計資源/儲量-工業場地煤柱-井筒煤柱)×采區回采率

　　=(612.89-19.5-30.51)×80%

　　=450.58(萬噸)

　　①工業場地煤柱：(332)：共計19.5萬噸。

　　C7煤層：17200/cos28º×2.0×1.45×10-4=5.65萬噸;

　　C18煤層：17200/cos28º×1.8×1.45×10-4=5.09萬噸;

　　C19煤層：17200/cos28º×1.6×1.45×10-4=4.52萬噸;

　　C20煤層：17200/cos28º×1.5×1.45×10-4=4.24萬噸。

　　②井筒煤柱：(332)：共計30.51萬噸。

　　C7煤層：34400/ cos28º×2.0×1.45×10-4=11.3萬噸;

　　C18煤層：34400/ cos28º×1.8×1.45×10-4=10.17萬噸;

　　C19煤層：34400/ cos28º×1.6×1.45×10-4=9.04萬噸;

　　本礦區開采範圍內煤層為中厚煤層，設計采區回采率為80%。

　　采區內煤柱在采區收尾後予以回收。

　　3.服務年限：服務年限=礦井設計可采儲量/(井型×儲量備用係數)

　　儲量備用係數取1.5，則

　　服務年限=450.58/(15×1.5)

　　=20.0a

　　服務年限能滿足設計規範的要求。

　　第三節 井田開拓

　　一、礦井現狀

　　根據貴州省人民政府黔府函[2006]205號，《省人民政府關於xx市xx區等四縣(區)煤礦整合和調整布局方案的批複》。xx區xx煤礦為擴界技改礦井，擴界麵積0.746Km2，生產能力15萬噸/年。

　　xx煤礦始建於1997年，於2001年技改完成，設計生產規模為3萬t/年，主采C7煤層，采用斜井開拓，主斜井布置在+1278米標高，坐標X=2907611，Y=35544284，方位角146度，主斜井長40米。回風斜井布置在+1303米標高，坐標為X=2907848，Y=35544155，方位角271°，回風斜井長45米。該礦山在建礦前二十世紀中期就有采礦活動，主要采地表C7、C18、C19和C20層煤，到二十世紀九十年代後期，發展為井下采礦，采礦規模逐漸加大，從2001年完成技改，主采C7層煤。由於采礦活動時間較長，對淺表煤層的破壞較大，現在主要是采掘深部煤層。

　　礦井原有工業廣場在井口附近，分別布置有絞車房、配電室、通風機房、辦公樓、儲煤場等建(構)築物。工業場地開闊平坦。

　　二、井田開拓方案的選擇

　　根據煤層賦存情況和開采標高情況，以及工業廣場位置，設計提出如下二個方案進行技術經濟比較。

　　方案一：斜井開拓，在原風井附近+1300m標高C20煤層與C19煤層之間岩石中斜交煤層走向布置主、副斜井和回風斜井，方位2390，主、副斜井傾角250，回風斜井傾角280，主、副斜井、回風斜井至+1100m標高煤係底板後，布置井底車場、井底水倉、泵房等。全礦井分為2個采區開采，以1#、2#拐點連線的延長線作為采區分界線，南部為一采區，北部為二采區。先采一采區，首采麵布置在C20煤層，開采一采區利用主、副斜井開采，在主、副斜井的+1270m標高作運輸石門至C20煤層，往南作112001運輸順槽和回風順槽，在礦區邊界處用切眼連通上下順槽，在回風順槽作1305m回風平巷和回風斜巷與回風斜井連通，形成首采工作麵。首采麵布置完成後，在C20煤層下區段布置112002運輸順槽和回風順槽掘進工作麵。一采區C20煤層為單翼開采，C18、C19、C7煤層利用反石門開拓，為雙翼開采。一采區開采完後，在+1100m標高井底作運輸大巷至二采區中部，在C7煤層底板的岩石中布置二采區上山，雙翼布置采煤工作麵。運輸上山、回風上山通地表。二采區單獨回風。

　　方案二：斜井開拓，分組聯合開采。在礦區1#拐點附近新選工業廣場，在+1270m標高垂直煤層走向布置一對斜井，在主斜井北側+1300m標高布置回風斜井，三條井筒掘至井底標高+1100m，布置井底水倉、泵房等。首采區布置在C20煤層，在主斜井布置井底水倉、泵房等。在主斜井+1230m標高後作一采區運輸、行人大巷至一采區上山，並布置一采區首采麵(112001工作麵)，在本煤層下區段布置112002運輸順槽和回風順槽掘進工作麵。開采二采區時，掘底板順層大巷至二采區中部，再布置運輸上山、行人上山、回風上山，雙翼布置工作麵。首采麵布置在C20煤層北部，首采麵的回風順槽與回風大巷連接形成完整的礦井生產係統。

　　通過以上方案比較，方案二在係統布置上優於方案一，但煤層分組開采，需要布置二套運輸、行人、回風下山，總工程量大，投資大，投產時間長。據礦山業主反映，當地重新征地相當困難。方案一工業場地布置在原風井附近，且該處土地已征用，故本設計推薦方案一作為礦井開拓係統。

　　三、水平劃分及采區劃分

　　1.水平劃分

　　設計全礦井劃分為一個水平開采，即+1100m水平。

　　2.采區劃分

　　將礦區劃分為二個采區，以1#、2#拐點連線的延長線作為采區分界線，南部為一采區，北部為二采區。4層煤聯合開采。

　　四、大巷布置

　　礦井為斜井開拓，有煤與瓦斯突出危險，煤層容易自燃、煤塵有爆炸性，運輸、行人、回風巷均布置在煤層底板的岩石中。

　　五、通風方式

　　礦井通風方式為中央並列抽出式機械通風。

　　六、開采順序

　　礦井可采煤層4層，根據煤層的賦存條件及礦井的開拓方式，礦井為一個水平、二個采區開采，先采一采區，後采二采區。煤層開采順序為至上而下的開采順序，先采C20煤層，再開采C19、C18、C7煤層。

　　第四節 井筒及井底車場

　　一、井筒布置及裝備

　　本礦井設計有三個井筒，即主斜井、副斜井和回風斜井。

　　1.主斜井：全長474m，S淨=5.57m2，S掘=6.03m2，坡度為25°，半圓拱斷麵，采用錨噴支護，井口表土段及局部頂底板破碎地段采用料石砌镟支護;主斜井主要用於原煤、材料、矸石運輸、進風等。鋪設600mm軌距 22kg鋼軌，煤炭運輸采用絞車運輸。

　　2.副斜井：全長474m，S淨=4.3m2，S掘=4.72m2，坡度為25°，半圓拱斷麵，采用錨噴支護，井口表土段及局部頂底板破碎地段采用料石砌镟支護;主要用於行人、進風、鋪設管線等。安裝斜井吊掛人車裝置。

　　3.回風斜井：全長405m，S淨=6.0m2，S掘=6.37m2，坡度為28°，半圓拱斷麵，采用錨噴支護，井口表土段及局部頂底板破碎地段采用料石砌镟支護;回風井主要用於全礦井總回風、抽放管路鋪設等。

　　井筒特征見下表2-4-1。

　　主要水泵房和通道布置及安全出口

　　礦井井下水泵房布置按相關01manbetx 文件選用，水泵設在主井底車場，泵房標高+1100m。二台水泵可共用一個吸水井，但其濾水器邊緣間的距離不得小於吸水管直徑的兩倍。水泵房設置2個出口，一個出口應高出泵房底板7m以上，另一出口在此出口通路內，應設置易於關閉的既能防水又能防火的密閉門。泵房和水倉的連接通道，應設置可靠的控製閘門。水倉進口處應設置蓖子。

　　第五節 井下開采

　　一、采煤方法

　　1.采煤方法的確定

　　煤層傾角28°，采用成熟的應用最廣泛的采煤方法，即采用走向長壁後退式采煤方法。

　　2.支護及頂板管理

　　工作麵采用液壓支柱進行支護;支柱排距為1000mm、柱距為800mm，“三.四”排管理，即“見四回一”，最大控頂距4.2m，最小控頂距3.2m。全部垮落法管理頂扳。

　　3.落煤及運輸方式

　　回采工作麵采用爆破落煤配電煤鑽(MZ-1.5型)打眼，3#煤礦安全許用炸藥爆破，瞬發電雷管進行起爆。工作麵使用金屬溜槽自溜運輸;運輸順槽及運輸石門采用調度絞車運輸，主斜井采用絞車提升礦車運輸。

　　4.年推進度及年生產能力

　　礦井設計生產能力為15萬t/a，以一個回采工作麵二個掘進工作麵達到礦井設計生產能力，首采工作麵布置在一采區C20煤層，工作麵長度為80m，平均采厚M=1.5m，工作麵采用“四六”工作製，三班生產，一班準備，一日三個循環，日推進度2.7米，年推進度B=891m，回采率C=95%，煤容重R=1.4t/m3。年生產能力為：

　　Q=L·M·B·R·C =80×1.5×891×1.4×0.95×10-4=14.22(萬t)

　　掘進出煤按10%考慮，則礦井實際生產能力為15.6萬t/a，滿足15萬t/a要求。

　　二、采區巷道布置

　　1.巷道布置

　　根據開采順序，按工程量少、建設工期短的要求，首采區為一采區，首采麵為C20煤層。在礦區範圍內，隻能布置一個工作麵。

　　首采麵呈單斜構造，地質構造複雜程度屬中等類型，采區平均走向長約320m，平均傾斜長80m。

　　首采區布置方式：首采區為一采區，主、副斜井、回風斜井布置好後，在主、副斜井+1270m標高布置運輸石門揭穿C20煤層，在C20煤層中沿煤層走向向南分別布置112001采麵運輸順槽和回風順槽，在礦區邊界處作切眼連接運輸順槽和回風順槽，形成112001首采麵。采煤工作麵采用單體液壓支柱支護，爆破落煤回采工藝，全部垮落法管理頂板，走向長壁後退式回采，一次采全高。(詳見巷道布置平剖麵圖)。

　　2.運輸係統(詳見運輸係統圖)

　　全礦礦車數量采用排列法計算，選用60輛MF1.1-6標準翻轉式礦車。MC1-6A型材料車8輛，MP1-6A型平板車4輛。井下運輸巷長70米，主斜井長474m，故采用絞車提升運輸方式。主斜井、運輸石門鋪設600mm軌距，22Kg/m鋼軌。

　　運煤方向：

　　采煤工作麵：112001回采工作麵(溜槽)→112001運輸順槽(調度絞車)→1270運輸石門(調度絞車)→主斜井(提升絞車)→地麵。

　　掘進工作麵：

　　掘1(112002回風巷)：112002回風巷(調度絞車)→運料斜巷(調度絞車)→運輸石門(調度絞車)→主斜井(提升絞車)→地麵。

　　掘2(112002運輸巷)：112002運輸巷(調度絞車)→運輸石門(調度絞車)→主斜井(提升絞車)→地麵。

　　運料方向：地麵→主斜井(提升絞車)→1270運輸石門(調度絞車)→使用地點(112001工作麵、112002回風巷、112002運輸巷)

　　回采工作麵主要設備配備見表2-5-1。

　　3.采區矸石及輔助運輸

　　掘進矸石的運輸路線與掘進工作麵煤的運輸路線相同。

　　運輸上山及運輸順槽均為礦車運輸。

　　回采工作麵主要設備配備表 表2-5-1

　　三、巷道掘進

　　1.巷道斷麵及支護形式

　　根據各類巷道圍岩性質和不同用途，滿足運輸、管線敷設、通風及行人安全的要求，確定其斷麵形式及尺寸，根據巷道服務年限及圍岩性質，決定其支護方式。主、副斜井、運輸石門均為岩巷，采用錨噴支護，半圓拱斷麵，表土段及局部頂底板破碎地段采用半圓拱形料石砌镟支護;回風斜井為岩巷，井筒表土段及局部頂底板破碎地段采用半圓拱形料石砌镟支護，其他地段采用錨噴支護;二采區運輸大巷、行人大巷、回風大巷、運輸上山、回風上山、行人上山均為岩巷，采用錨噴支護;井下水倉采用砌镟支護，引風道因其服務年限較長采用半圓拱形料石砌镟支護;采煤工作麵運輸順槽、回風順槽采用梯形工字鋼支護，具體支付方式見巷道斷麵圖。

　　2.掘進工作麵數目及配備

　　設計布置二個掘進頭，掘進工作麵設備配備詳見表2-5-2

　　第六節 礦井通風

　　一、簡述

　　1.瓦斯：根據貴州省煤炭管理局文件黔煤行管字[2007]67號“對六盤水市煤礦2006年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複”，三家寨煤礦礦井相對瓦斯湧出量為24.64m3/t，絕對瓦斯湧出量為1.54m3/min。

　　2.煤層自燃和爆炸性：根據貴州省煤田地質實驗室2004年9月提供的六枝特區三家寨煤礦《煤塵爆炸性鑒定報告及煤層自燃傾向等級鑒定報告》，該礦井C7煤層煤塵有爆炸性。C7煤層自燃傾向性為二類，屬自燃煤層。其它煤層的爆炸性和自燃傾向未作鑒定，，故按煤層容易自燃和煤塵有爆炸性設計。

　　二、礦井通風

　　(一)通風方式及通風係統的選擇

　　通風方式：通風方式為抽出式，通風係統為中央並列式。

　　通風係統：詳見通風係統及通風網絡示意圖。

　　通風路線：

　　新風：

　　地麵→主斜井→運輸石門→采麵運輸順槽→工作麵

　　乏風：

　　工作麵回風順槽→回風平巷→回風斜巷→回風斜井→引風道→地麵

　　(二)礦井風量、負壓計算

　　礦井瓦斯湧出量預測：因xx煤礦為技改礦井，技改前有實測的瓦斯數據，故瓦斯湧出量預測采用分源預測法。

　　采用分源預測法對xx煤礦礦井瓦斯湧出量進行預測。礦井瓦斯湧出量構成

　　1)容易時期：通風容易時期為首采工作麵

　　(1)按井下同時工作最多人數計算

　　Q1=4NK=4×50×1.15=230m3/min=3.8m3/s

　　式中：N——井下同時工作的最多人數，取50人;

　　4——以人數為計算單位的供風標準，即按井下每人4m3/min的規定風量來計算礦井總風量;

　　K——礦井通風係數，K=1.15。

　　(2)按分別法計算

　　Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)K

　　式中 ∑Q采：采煤工作麵實際需風量總和，m3/s;

　　∑Q掘：掘進工作麵實際需風量總和，m3/s;

　　∑Q硐：獨立通風硐室實際需風量總和，m3/s;

　　∑Q其它：除采、掘、硐室外其它需風量總和，m3/s;

　　K：礦井通風係數。

　　A 采煤工作麵需風量計算

　　① 按瓦斯(或二氧化碳)湧出量計算

　　Q采=100×q采×Kc

　　式中 Q采：采煤工作麵需風量，m3/s;

　　q采：采煤工作麵預測絕對瓦斯湧出量，礦井預測相對瓦斯湧出量為12.66m3/t，換算為絕對瓦斯湧出量為4m3/min，采麵抽放率按40%計，則采煤工作麵絕對瓦斯湧出量為2.4m3/min=0.04m3/s。

　　Kc：工作麵瓦斯湧出不均勻的備用風量係數，取KC=2.0。

　　故 Q采=100×q采×Kc=100×0.04×2.0=8.0(m3/s)

　　② 按工作麵溫度計算

　　Q采=Vc·Sc·Ki

　　式中 Vc：采煤工作麵適宜風速，取1m/s;

　　Sc：采煤工作麵平均有效斷麵，為5.55m2;

　　Ki：工作麵長度係數，取1.0。

　　故 Q采=1×5.55×1.0=5.55(m3/s)

　　③按炸藥使用量計算

　　Q采=25Ac/60=0.417Ac

　　式中 Ac：采煤工作麵一次使用最大炸藥量，取12kg;

　　故 Q采=0.417×12=5.0(m3/s)

　　④ 按工作麵工作人員數量計算

　　Q采=4nc/60=0.067nc

　　式中 0.067：每人每秒鍾應供給的最低風量，m3/s;

　　nc：采煤工作麵同時工作的最多人數，取40人。

　　故 Q采=0.067×40=2.68(m3/s)

　　⑤ 按風速驗算

　　0.25×Sc≤Q采≤4×Sc

　　則 0.25×Sc=0.25×5.55=1.39(m3/s)

　　4×Sc=4×5.55=22.2(m3/s)>Q采

　　故取以上計算最大值Q采=8.0m3/s滿足要求。

　　B、掘進工作麵需風量計算

　　① 按瓦斯(或二氧化碳)湧出量計算

　　Q掘=100×q掘×kd

　　式中 Q掘：掘進工作麵實際需風量，m3/s;

　　q掘：掘進工作麵預測絕對瓦斯湧出量，0.364m3/min=0.006 m3/s;

　　kd：掘進工作麵瓦斯湧出不均勻的備用風量係數，取Kd=2.0。

　　Q掘=100×0.006×2.0=1.2(m3/s)

　　② 按炸藥使用量計算

　　Q掘=Aj·b/(t·c)

　　式中 Aj：掘進工作麵一次爆破所用的最大炸藥量，取6kg;

　　b：每公斤炸藥爆破後生成的當量CO的量，取0.1m3/kg;

　　t：通風時間，一般不少於20min即1200s;

　　c：爆破經通風後，允許工人進入工作麵的CO濃度，一般取c=0.02%。

　　故 Q掘=6×0.1/(1200×0.0002)=2.5 (m3/s)

　　③ 按局部通風機吸風量計算

　　Q掘=Qf×I×kf

　　式中 Qf：掘進工作麵局部通風機額定風量，取Qf=4.0m3/s;

　　I：掘進工作麵同時運轉的局部通風機台數，取1台;

　　kf：為防止局扇吸循環風的風量備用係數，取1.34。

　　故 Q掘=1.0×4.0×1.34=5.36(m3/s)

　　④ 按工作麵工作人員數量計算

　　Q采=4nj/60=0.067nj

　　式中 0.067：每人每秒鍾應供給的最低風量，m3/s;

　　nj：掘進工作麵同時工作的最多人數，取10人。

　　故 Q掘=0.067×10=0.67 (m3/s)

　　⑤ 按風速驗算

　　0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj

　　則 0.25×Sj=0.25×6.0=1.5 (m3/s)

　　4×Sj=4×6.0=24(m3/s)>Q掘

　　故取以上計算最大值Q掘=5.36m3/s滿足要求。

　　C、硐室需風量計算

　　根據井下開拓及采區布置，井下需獨立通風的硐室為井底水泵房，∑Q硐取2.0m3/s。

　　D、井下其它巷道需風量計算

　　Q其它=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)×5%

　　=(8+5.36×2+2)=20.72×5%=1.04 m3/s

　　E、礦井實際需風量

　　Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×1.25

　　=(8+5.36×2+2.0+1.04)×1.25=27.2(m3/s)

　　取Q=28m3/s

　　(3) 礦井風量分配

　　礦井配置回采工作麵一個，掘進工作麵二個，風量分配見表5-3。

　　2)困難時期：通風困難時期為一采區C7煤層最下回采麵

　　(1)按井下同時工作最多人數計算

　　Q1=4NK=4×50×1.15=230m3/min=3.8m3/s

　　式中：N——井下同時工作的最多人數，取50人;

　　4——以人數為計算單位的供風標準，即按井下每人4m3/min的規定風量來計算礦井總風量;

　　K——礦井通風係數，K=1.15。

　　(2)按分別法計算

　　Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)K

　　式中 ∑Q采：采煤工作麵實際需風量總和，m3/s;

　　∑Q掘：掘進工作麵實際需風量總和，m3/s;

　　∑Q硐：獨立通風硐室實際需風量總和，m3/s;

　　∑Q其它：除采、掘、硐室外其它需風量總和，m3/s;

　　K：礦井通風係數。

　　A 采煤工作麵需風量計算

　　① 按瓦斯(或二氧化碳)湧出量計算

　　Q采=100×q采×Kc

　　式中 Q采：采煤工作麵需風量，m3/s;

　　q采：采煤工作麵預測絕對瓦斯湧出量，礦井預測絕對瓦斯湧出量為8.74m3/min，采麵抽放率按40%計，則采煤工作麵絕對瓦斯湧出量為5.24m3/min=0.087m3/s。

　　Kc：工作麵瓦斯湧出不均勻的備用風量係數，取KC=2.0。

　　故 Q采=100×q采×Kc=100×0.087×2.0=17.5(m3/s)

　　② 按工作麵溫度計算

　　Q采=Vc·Sc·Ki

　　式中 Vc：采煤工作麵適宜風速，取1m/s;

　　Sc：采煤工作麵平均有效斷麵，為5.55m2;

　　Ki：工作麵長度係數，取1.0。

　　故 Q采=1×5.55×1.0=5.55(m3/s)

　　③按炸藥使用量計算

　　Q采=25Ac/60=0.417Ac

　　式中 Ac：采煤工作麵一次使用最大炸藥量，取12kg;

　　故 Q采=0.417×12=5.0(m3/s)

　　④ 按工作麵工作人員數量計算

　　Q采=4nc/60=0.067nc

　　式中 0.067：每人每秒鍾應供給的最低風量，m3/s;

　　nc：采煤工作麵同時工作的最多人數，取40人。

　　故 Q采=0.067×40=2.68(m3/s)

　　⑤ 按風速驗算

　　0.25×Sc≤Q采≤4×Sc

　　則 0.25×Sc=0.25×4.22=1.06(m3/s)

　　4×Sc=4×4.22=16.88(m3/s)>Q采

　　故取以上計算最大值Q采=17.5m3/s滿足要求。

　　B、掘進工作麵需風量計算

　　① 按瓦斯(或二氧化碳)湧出量計算

　　Q掘=100×q掘×kd

　　式中 Q掘：掘進工作麵實際需風量，m3/s;

　　q掘：掘進工作麵預測絕對瓦斯湧出量，0.634m3/min=0.011 m3/s;

　　kd：掘進工作麵瓦斯湧出不均勻的備用風量係數，取Kd=2.0。

　　Q掘=100×0.011×2.0=2.2(m3/s)

　　② 按炸藥使用量計算

　　Q掘=Aj·b/(t·c)

　　式中 Aj：掘進工作麵一次爆破所用的最大炸藥量，取6kg;

　　b：每公斤炸藥爆破後生成的當量CO的量，取0.1m3/kg;

　　t：通風時間，一般不少於20min即1200s;

　　c：爆破經通風後，允許工人進入工作麵的CO濃度，一般取c=0.02%。

　　故 Q掘=6×0.1/(1200×0.0002)=2.5 (m3/s)

　　③ 按局部通風機吸風量計算

　　Q掘=Qf×I×kf

　　式中 Qf：掘進工作麵局部通風機額定風量，取Qf=4.0m3/s;

　　I：掘進工作麵同時運轉的局部通風機台數，取1台;

　　kf：為防止局扇吸循環風的風量備用係數，取1.34。

　　故 Q掘=1.0×4.0×1.34=5.36(m3/s)

　　④ 按工作麵工作人員數量計算

　　Q采=4nj/60=0.067nj

　　式中 0.067：每人每秒鍾應供給的最低風量，m3/s;

　　nj：掘進工作麵同時工作的最多人數，取10人。

　　故 Q掘=0.067×10=0.67 (m3/s)

　　⑤ 按風速驗算

　　0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj

　　則 0.25×Sj=0.25×6.0=1.5 (m3/s)

　　4×Sj=4×6.0=24(m3/s)>Q掘

　　故取以上計算最大值Q掘=5.36m3/s滿足要求。

　　C、硐室需風量計算

　　根據井下開拓及采區布置，井下需獨立通風的硐室為井底水泵房，∑Q硐取2.0m3/s。

　　D、井下其它巷道需風量計算

　　Q其它=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)×5%

　　=(17.5+5.36×2+2)=30.22×5%=1.51 m3/s

　　E、礦井實際需風量

　　Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×1.25

　　=(17.5+5.36×2+2.0+1.51)×1.25=39.7(m3/s)

　　取Q=40m3/s

　　(3) 礦井風量分配

　　礦井配置回采工作麵一個，掘進工作麵二個，風量分配見表5-3。

　　礦井在通風困難時期為中阻力礦井，礦井在生產過程中也應加強礦井的通風設施管理，特別是設置風門和密閉，減少漏風，合理配風，同時加強對通風係統的主要進、回風巷進行維修，保持巷道有效斷麵，降低礦井通風阻力。

　　(三)通風設施

　　為保證各采、掘工作麵、硐室的風量並使風流按規定流動，在風流流動的路線中設置有風門、風牆等通風構築物。為防止爆炸性氣體衝擊主扇，在回風斜井井口設置防爆門。引風道與回風斜井之間的夾角為35°，引風道長度比防爆門至井筒內引風道開口位置長8m。礦井主扇設有反風裝置，在井下發生災害時可進行全礦井反風。在回風井安全出口、行人斜井下部、回風大巷與一采區運輸上山連接處等地點設置永久正反向風門，在一采區上部車場設置調節風牆，在1201回風巷外段設置風門。

　　1.防止漏風措施

　　風門等通風構築物應設置在圍岩堅固、穩定的巷道中，砌築時應進行四周掏槽，掏槽深度不得小於450mm，並加強日常管理，經常檢查、維修。

　　2.降低風阻措施

　　(1) 巷道施工時應盡可能光滑，力求使巷道光滑平整，以降低風阻。

　　(2) 在容易產生局部阻力地點，應盡量減少阻力。巷道連接邊緣應施工成斜線或園弧形,巷道轉彎處應盡量避免直角轉彎或小於90°轉彎，並將轉彎處內、外側按斜線或園弧型施工，必要時應設置導風板。

　　(3) 在日常通風管理中，應避免在主要巷道內停放礦車、堆雜物，巷道應隨時修複，保證完整及足夠的有效通風斷麵，以利風流暢通。

　　第三章 礦井主要設備選擇

　　第一節 主斜井提升設備

　　該礦井生產能力為15萬噸/年，采用斜井開拓，每班煤產量152噸，運輸不均衡係數考慮1.25，則班運輸量為190噸。

　　一、設計依據

　　1.主斜井斜長為474m,傾角25°;

　　2.工作製度：每年工作330天，每天三班提升：

　　3.運輸量：煤為152t/班、矸石為15噸/班，材料13車/班;

　　4.運輸容器：MF1.1-6型側卸式礦車，自重550kg;1t材料車自重500kg。

　　5.車場：下部為平車場，上部為平車場;

　　6.日提升時間16小時。

　　二、選型計算

　　1.提升斜長

　　L=LX+LC=474+40=514(m)

　　式中：LX—井筒斜長(m)，取整; LC—車場長度(m)，上、下車共取40m。

　　—日提升，取16小時;

　　(2)一次提升礦車數

　　Z1=Q/(Ψ×γ×Vc)=4.15/(0.9×0.95×1.1)=4.4≈5(輛)

　　式中：Ψ—裝載係數，取0.95;

　　γ—煤的散集密度(t/m3);

　　Vc—礦車容積(m3)。

　　一次提升礦車數Z1取煤車5輛或矸石車3輛。

　　4.提升鋼絲繩選擇

　　(1)鋼絲最大淨張力Qmax

　　Qmax=[Z1(G1+G2)(sinβ+ƒ1×cosβ)+PL0(sinβ+ ƒ2×cosβ)]

　　=5×(550+1000)×(sin25+0.015cos25)+1.524×524(sin25+0.3 cos25)

　　=3380+452=3832(kg)

　　式中：G1—容器自重(kg)

　　G2—荷載重量(kg);

　　β—井筒傾角(°);

　　ƒ1—提升容器運動時的阻力係數，ƒ1取0.015;

　　ƒ2—鋼絲繩運動時的阻力係數，ƒ2取0.3;

　　P—每m鋼絲繩質量(kg/m)，取1.524;

　　L0—鋼絲繩長度=提升斜長+過卷長度(m)=524m;

　　選用6×7-20-170礦用鋼絲繩，其直徑為d=20mm，破斷拉力總和Qz=29500kg。一次提升6輛煤車或4輛材料車或3輛矸石車。

　　(2)鋼繩驗算

　　按下式進行驗算安全係數：

　　m=Qz/Qmax=27100/3832=7.1>6.5

　　式中：Qz—鋼絲繩破斷拉力總和(Kg);

　　m—安全係數。

　　經驗算滿足安全要求。

　　三、提升絞車選型

　　1.滾筒直徑選擇

　　D=60d=60×20=1600mm，取1600mm。

　　式中：d-鋼絲繩直徑 mm Ф20mm;

　　2.按絞車強度選擇

　　絞車電機功率計算

　　N=

=1.05×3832×4÷(102×0.9)=175.3KW，配套電機185kw ，電機功率能滿足要求。

　　式中：V-提升速度4m/s;

　　Qmax-提升最大拉力;取3832kg;

　　0.9-絞車電機效率為0.9;

　　K—電機富裕係數，1.05;

　　3.確定絞車型號

　　根據以上計算結果，主井選用JTK-1.6×1.2型礦用單滾筒提升絞車，繩速Vp=4.0m/s，最大拉力45KN，容繩量880m;配套電機：185kW，380V，主機廠配套供給電控設備，並加裝動力製動裝置。

　　第二節 行人井提升設備選型

　　該礦井開采深度垂深超過50m，根據《煤礦安全01manbetx 》第三百六十五條的規定：“人員上下的主要傾斜井巷，垂深超過50m時，應采用機械運送人員”，因此設計將副斜井作為運送人員。運送人員采用斜巷架空乘人裝置(猴車)。

　　(一)已知參數

　　斜長L=306m，平均角度α=25°。

　　(二)主要參數的確定

　　1、預選電動機YB200L2-6 功率30kw Ne=970r/min

　　2、預選驅動輪：直徑D=0.9m

　　3、預選減速機：TB3SV6-40 減速比：i=40

　　鋼絲繩運行速度：

　　=1.1m/s

　　4、運行鋼絲繩：6×19-φ18 q0=1.19kg/m 抗拉強度Q=1570Mpa

　　5、設定乘坐間距：λ1=13m

　　則運輸效率Qr=3600ν/λ1=3600×1.1/13=309(人/小時)

　　6、拖輪間距：λ2=8m

　　7、驅動輪繩槽與牽引鋼絲繩的摩擦係數μ=0.2

　　8、牽引鋼絲繩在驅動輪上的包圍角α=180°。

　　(三)牽引鋼絲繩張力計算

　　1、最小點張力計算

　　Smin=C×q0×g

　　=1000×1.19×9.81

　　=11674N

　　式中：Smin-最小張力點的張力，N;

　　C-鋼絲繩繞度係數，取C=1000;

　　q0-預選鋼絲繩的每米質量，1.19kg/m;

　　g-重力加速度，g=9.81m/s2;

　　2、各點張力計算

　　(1)當下放側無人乘坐而上升側滿員時：(動力運行狀態)

　　線路運行阻力：

　　W4-1=[q0+(Q1+Q2)/λ1]×(ωcosa0+sina0)Lg

　　=〔1.19+(75+15)/13〕(0.02×cos25°+sin25°)×306×9.8

　　=10723N

　　W2-3=〔q0+Q2/λ1〕×(ωcosa0-sina0)Lg

　　=〔1.19+15/13〕×(0.02×cos25°-sin25°)×474×9.8

　　=-4404N

　　各點張力：

　　S3=Smin=11674N

　　S4=1.01S3=1.01×11674=11791N

　　S1=S4+W4-1=11791+16610=28401N

　　S2=S3-W2-3=11674+4404=16078N

　　式中：Q1-每人人體重量，取75kg;

　　Q2-每把吊椅(含吊索)重量，取15kg;

　　ω-牽引鋼絲繩運行阻力係數，動力運行時取ω=0.020，製動運行時取ω=0.015

　　L-巷道長度，474m。

　　(2)當下放側滿員乘坐而上升側無人乘坐時(製動運行狀態)

　　線路運行阻力：

　　W4-1=[q0+(Q1+Q2)/λ1]×(ωcosa0+sina0)Lg

　　=〔1.19+15/13〕(0.015×cos25°+sin25°)×474×9.8

　　=4749N

　　W2-3=〔q0+Q2/λ1〕×(ωcosa0-sina0)Lg

　　=〔1.19+(75+15)/13〕×(0.015×cos25°-sin25°)×474×9.8

　　=-15415N

　　各點張力：

　　S3=Smin=11674N

　　S4=1.01S3=1.01×11674=11791N

　　S1=S4+W4-1=11791+4749=16536N

　　S2=S3-W2-3=11674+15415=27089N

　　3、驅動輪防滑效驗

　　當下放側無人乘坐而上升側滿員乘坐時，處於動力運行狀態

　　且S1-S2>0

　　S1/S2=28401/16078=1.77

　　當下放側滿員乘坐而上升側無人乘坐時(處於製動運行狀態)

　　且S1-S2<0

　　S2/S1=27089/16536=1.63

　　式中：μ-鋼絲繩與驅動輪襯墊摩擦係數，μ=0.20

　　α-鋼絲繩在驅動輪上的包圍角，180°

　　(5)電動機功率計算

　　1、動力運行時：Ne=Kb(S1-S2)ν/(1000η)

　　=〔1.6(28401-16078)×1.1/(1000×0.8)

　　=27.1kw<30kw

　　Kb-電動機功率備用係數，一般取Kb=1.15～1.6;

　　η-傳動效率，η=0.8

　　2、製動運行時：Ne=Kb(S2-S1)ν/(1000η)

　　=〔1.6(27089-16536)×1.1/(1000×0.8)

　　=23.2kw<30kw

　　根據以上計算，選用RJK22的乘人裝置能滿足要求，主要技術參數為電機功率30kw，運行速度1.1m/s 選用6×19S+FC-φ18-1570-特-甲鍍-右交、線接觸、無油的鋼絲繩。

　　第三節 排水設備

　　(一)設計依據

　　根據資源/儲量核實報告提供礦井湧水量資料，

　　1.礦井正常湧水量 Q正=25m3/h

　　2.礦井最大湧水量 Q最大=50m3/h

　　3.排水垂直高度 H=200m

　　4.水質 PH=6～7

　　(二)水泵選型

　　水泵參數計算

　　1.所需水泵最小流量Qb

　　Qb=24Qr/20=1.2 Qr=1.2×25=30m3/h

　　式中：Qr--礦井正常湧水量，25m3/h

　　2.所需水泵最大流量Qbm

　　Qbm=24Qrm/20=1.2 Qrm=1.2×50=60 m3/h

　　式中：Qrm--礦井最大湧水量，50m3/h

　　3.水泵揚程(Hb)的計算

　　Hb=(200+6)×1.25=257.5m

　　(三)水泵型號及台數的選擇

　　排水泵選擇D46-50×6型水泵三台，一台工作，一台備用，一台檢修。礦井湧水流量較大時，可兩台水泵同時工作。其參數為：流量46 m3/h，揚程為300m，配防爆電動機，功率為75kw，電壓等級660V。

=0.104m

　　根據計算，選擇排水管為Ф120無縫鋼管，二趟，一趟工作，一趟備用。

　　(五)水倉的清理

　　采用人工清理。

　　第四節 通風設備

　　一、通風機選型

　　本礦按有煤與瓦斯突出危險設計，采用中央並列抽出式通風方式，礦井風量和風壓較小時，可調節風機葉片安裝角度，滿足礦井通風要求。反風時采用風機反轉進行反風。

　　1) 設計依據

　　①風量：Qk=40m3/s

　　②負壓：h難=1052.47Pa

　　2)主要通風機選型計算

　　⑴通風機需要的風量

　　Qf=1.05×Qk=1.05×40m3/s=42.0m3/s

　　⑵ 通風機需要的靜壓

　　h通全大=h阻大+h自=1052.47+150=1202.47(Pa)

　　根據上述風量和通風機需要的全壓的要求，BD-Ⅱ-6-№-15型隔爆對旋軸流式風機二台，一台工作、一台備用。風量30.5～47.7m3/S，靜壓893～2263pa，轉速980r/min比A聲級噪聲≤38dB，電機功率為2×75kw。風機葉片安裝角520/440,效率72%。

　　二、反風措施

　　1.反風方式采用全礦性反風，在主斜井、運輸大巷、運輸上山等地點出現火災時采用全礦性反風。

　　2.反風設備的要求

　　(1) 結構簡單、堅固可靠。

　　(2) 所有操作開關應集中安裝設置，動作靈活可靠。

　　(3) 從下達反風命令開始，在10分鍾內必須改變巷道風流方向。

　　(4) 主要通風機反風時供給的風量不應小於正常風量的40%。

　　(5) 每季度由礦長組織技術人員、安全管理員、機電人員、通風管理人員和救護(輔助)人員熟悉反風技術操作要領和反風目的的要求。對在通風機房內應掛反風設施布置圖和反風01manbetx ，規程中要詳細規定反風方法，操作順序及注意事項。

　　3.反風演習

　　每年至少進行一次反風演習。

　　三、局部通風機選型

　　根據礦井單巷掘進長度，本次設計選擇高效、節能、低噪聲、高風壓、大風量的YBT-11型對旋式局部扇風機，其風量為1.5～4.0m3/s，風壓為50～240mmH2O，電機功率為11KW，600V。采用雙風機雙電源。

　　第四節 壓風設備

　　一、 設計依據

　　礦井風動工具型號、數量及耗風量見表4-5-1

　　表4-5-1 礦井風動工具一覽表

　　第五節 瓦斯抽放設備

　　當前國家對安全生產提出了“先抽後采、監測監控、以風定產”的十二字方針，《煤礦安全規程》等相關法規也對高瓦斯、高突礦井的瓦斯抽放作出了明確的要求。貴州省煤炭工業局、貴州省煤礦安全監察局重申了“高瓦斯、高突出礦井必須建立瓦斯抽放係統”。xx礦擴界技改後按高瓦斯、突出礦井進行設計，必須按要求安裝瓦斯抽放係統。

　　一、瓦斯抽放方法

　　(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或采取邊掘邊抽的方法加以解決。

　　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湧出瓦斯的煤層，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)選擇抽放方法

　　1)開采層抽放

　　開采層瓦斯抽放分未卸壓抽放法、采(掘)卸壓抽放和人為卸壓抽放法。

　　(1) 開采層未卸壓抽放法

　　開采層未卸壓抽放法適用於透氣性較高的煤層，煤層透氣性係數一般要求大於0.1m2/MPa2d。開采層未卸壓抽放法的布孔方式一般可分為穿層式和沿層式兩種。采用未卸壓抽放法抽放薄及中厚煤層瓦斯時，一般應優先考慮沿層布孔的方式。當煤層特厚或煤層突出危險性大時，可打穿層鑽孔。

　　(2) 開采層采(掘)卸壓抽放

　　該方法除靠煤層天然透氣性外，主要靠采掘工作或人為采取措施，對周圍煤體的卸壓作用來實現抽放瓦斯的目的。

　　1) 鄰近層抽放

　　鄰近層瓦斯抽放是國內外應用最廣泛的抽放類型，就首采層和鄰近層的相互位置來看，通常把鄰近層分為上鄰近層和下鄰近層兩種，抽放上鄰近層的效果一般比下鄰近層好。本礦首采層C20煤層距C19煤層垂距145m，無鄰近層抽放。開采C19、C18、C20煤層時，采取抽放C19煤層瓦斯，解放C18、C7煤層的瓦斯。

　　2)采空區抽放：

　　抽放采空區瓦斯的方法較多，選擇適宜的抽放方法的同時，更應注意合理的鑽孔布置方式。

　　采空區瓦斯抽放布孔原則：

　　◎瓦斯抽放鑽孔或插管應布置在采空區回風側(壓能低)位置，以便利用通風壓力及采空區內漏風對瓦斯起運移的作用，以便提高瓦斯抽放濃度和效果;

　　◎向采空區(冒落後)插管或打鑽孔抽放瓦斯，並利用瓦斯密度小的特點，鑽孔或插管應盡量偏向冒落帶上部，以提高瓦斯抽放濃度;

　　◎插管式鑽孔蕊管周圍應封閉嚴密，盡量減少外部空氣漏入，有條件地點(如采空區插管抽放)可設置均壓密閉等;

　　◎采空區瓦斯抽放的孔口負壓要適當，以瓦斯濃度滿足要求為前提，並注意防止局部漏風引起煤炭自燃。

　　根據本礦實際情況，采空區采用埋管抽放。

　　4)圍岩瓦斯抽放

　　某些礦井煤係地層頂底板圍岩溶洞和圍岩裂隙存有大量瓦斯，這種瓦斯的湧出特點是強度較大而且往往帶有突然性，這種形式的瓦斯湧出，持續時間長，對安全生產有較大的威脅。

　　圍岩瓦斯幾乎全處於遊離狀態，且溶洞和裂隙對瓦斯流動的阻力很小，所以抽放圍岩瓦斯是比較容易的。

　　圍岩瓦斯抽放的關鍵在於對礦井地質構造的準確分析和對圍岩裂隙帶或溶洞位置的準確預測，然後打鑽或插管進行抽放。

　　5)綜合抽放

　　礦井瓦斯湧出來源多，分布範圍廣，任何單一的抽放方式其抽放效果均有限，若遇煤層透氣性低，煤層賦存條件複雜，難以收到理想的抽放效果。因此，在目前的抽放技術條件下，為較好的解決礦井機械化程度日益提高，采煤工作麵產量逐漸增大、絕對瓦斯湧出量大幅度上升，工作麵通風困難的矛盾以及目前全國相當一部分礦井瓦斯抽放率普遍較低的弊端，采取多種抽放方式相結合是解決上述矛盾的有效途徑。

　　結合xx煤礦煤層賦存、瓦斯來源等特點，開采層主要采取本煤層瓦斯抽放和采空區抽放相結合的抽放方法。即采用高、低負壓抽放瓦斯。

　　二、抽放設備

　　1.抽放管路選擇

　　(1)抽放純量

　　礦井預測絕對瓦斯湧出量按預測相對瓦斯湧出量30.32m3/t換算為9.57m3/min。瓦斯抽放率按40%計算，瓦斯抽放純量為：9.57×40%=3.83m3/min

　　(2)混合抽放量

　　抽放濃度取30%，則混合抽放量為：

　　Q混=3.83÷30%=12.76 m3/min

　　(3)主管路管徑計算

　　根據公式：d主=0.1457(Q/v)1/2

　　式中：

　　d主——瓦斯管內徑，m;

　　Q混——瓦斯管內的混合流量，m3/min;

　　V——瓦斯氣流動速度，m/s,取10m/s;

　　d主=0.1457 (Q/v)1/2

　　=0.1457(12.76/10)1/2

　　=0.165m

　　即：主管選用φ200×5mm的焊縫鋼管，厚度5mm。支管選擇φ150×3mm的焊縫鋼管，厚度3mm。

　　2.管道阻力計算

　　根據公式： H=9.8×LQ²Δ/KD5

　　式中： H——管道阻力損失，Pa;

　　Q——管道瓦斯氣流量，m3/h;

　　L——管路長度，m;按礦井抽放最遠一個工作麵的管長計算，本礦抽放最遠的工作麵時，主管路長1400m，支管路長為600m。

　　Δ——混合瓦斯對空氣的相對比重,取0.911;

　　K——係數，管徑>150取0.71;;

　　D——管道直徑(內徑)cm。

　　H主 =9.8×[1400×(12.76×60)²×0.911]/(0.71×205)

　　=3225Pa

　　H支 =9.8×{600×[(1/2)×12.76×60 ]²×0.911｝/(0.71×155)

　　=1456Pa

　　局部阻力按直管總局阻力的20%考慮即：

　　H局 =(3225+1456)×20% =936Pa

　　H總 = H主+H支+H局

　　=3225+1456+936=5617Pa

　　3.瓦斯泵選擇

　　(1)瓦斯泵流量計算

　　根據公式： Q =Q純k/xη

　　式中：Q——瓦斯泵的額定流量，m3/min;

　　Q純——在抽放期間最大的抽放純量，m3/min;

　　X——瓦斯泵入口處的瓦斯濃度，取30%;

　　η——瓦斯泵的機械效率，η=80%;

　　K——瓦斯抽放係數，K=1.20;

　　Q = (12.76×1.20)/(30%×80%)=63.8m3/min

　　(2)瓦斯泵壓力計算

　　H=(H入+H出)K

　　式中：

　　H—— 瓦斯泵的壓力，mmH2O;

　　H入—— 井上負壓段管路阻力損失，mmH2O;

　　K—— 備用係數，K=1.2;

　　H出—— 井上正壓段管路阻力損失，Pa，(由於無用戶，暫不考慮，隻考慮井下孔口負壓取1000Pa)。

　　H = (5617+1000)×1.2 =7940Pa。

　　(3)瓦斯泵選擇

　　根據以上計算，瓦斯泵的額定流量Q=63.8m3/min，瓦斯泵的壓力H = 11031Pa。經比較高負壓選用SKW85(D)型真空泵二台(一台工作、一台備用)，330rpm(min-1)，其工況點參數為：Q=70.0m3/min，負壓H=400hPa,配套的防爆電動機YB315S-4dI，電機功率為110kW，電壓380V～660V。低負壓選用SKW85型真空泵二台(一台工作、一台備用)，490rpm(min-1)，其工況點參數為：Q=68m3/min，負壓H=350hPa,配套的防爆電動機YB315S-4dI，電機功率為110kW，電壓380V～660V。主管路選用φ200×5，厚度5mm，焊縫鋼管。支管路選用φ150×3，厚度3mm，焊縫鋼管。

　　第四章 地麵設施

　　第一節 地麵工藝及總平麵布置

　　一、地麵工藝及總平麵布置

　　地麵生產係統本著生產環節簡單、實用，節約投資的原則，充分利用地形有利因素。設計不考慮建設洗煤廠，但該地區塊煤和粉煤的價差較大，有條件時應考慮安設煤炭分級篩分裝置，將原煤按不同粒度進行篩分堆放。

　　該生產係統工藝流程為：

　　井下原煤→礦車→地麵原煤篩分係統→堆放場→汽車外運

　　為了配合礦外的建設和生產需要，簡化係統，在井口附近布置有坑木加工房和礦井機修間及材料庫、燈房、浴室、任務交待室等，礦井機修間承擔礦井機電設備的日常維護和小修，以及維持礦井的正常工作：利用地形形成自然的儲煤場：在井口附近，布置汙水處理池，井下水及場地汙水均經排水溝流至汙水處理池經處理後重複使用或達標排放，避免對環境造成汙染。

　　二、矸石運輸及處理

　　本礦井矸石量按礦井產量的5%計算，即0.75萬t/a。矸石通過礦車運至礦井工業廣場作為平場填方用或運至附近荒溝排棄，上麵覆土可植樹，暫不考慮作為其它用途。

　　第二節 地麵設施

　　由於礦井距離爆破材料廠較遠，為滿足生產的要求，需考慮設置地麵炸藥庫一坐，存儲量為lt。爆破材料庫選擇在工業場地西北麵較隱蔽處，該地方周圍沒有民房、重要設施或建築。

　　工業場地內分別布置辦公室、職工宿舍、汽車庫、鍋爐房、燈房、浴室、及任務交待室、坑木加工房、油脂材料庫、機修車間、器材庫布置在工業廣場的四周，建築麵積分別為600m2、432m2、176m2、416m2、182m2，壓風機房、機車充電房等建築，場外布置瓦斯抽放泵房、消防水池、生活水池。建築物均為磚混結構，構築物為磚砌結構。鋼筋混凝土屋麵。(詳見工業場地布置圖)

　　通風機房、瓦斯泵房布置在回風斜井附近，建築麵積分別為120m2和158 m2。

　　第三節 供電、監測及通訊

　　一、供電

　　1.供電電源

　　礦井主電源來自xX區xX鄉10kv變電站，距離礦山8km，導線LGJ-50，另一回路設計引自xx區xx井35/10kv變電站，距離礦山12km，導線LGJ-50。

　　地麵10kv電源線路安全載流量及壓降校核

　　(1)安全載流量校核：

　　全礦計算電流：I=礦井實際用電負荷/(

　　×線路電壓×0.9)

　　=967/(1.732×12×0.9)

　　=51.7(A)

　　線路 LGJ--50允許載流量：環境溫度25℃為 180A(查表)，

　　IX= 180A>I=42.7A

　　(2)線路壓降校核：

　　LGJ--50線路單位負荷矩時電壓損失百分數：當cosф= 0.9 時為0.70%/MW.km(查表)

　　則電源線路電壓降為：礦井負荷為0.743MW,線路長8.0km,

　　ΔU1%=0.743×8×0.70%

　　=4.16%<5%

　　由以上校驗可知，電源線路安全載流量及電壓降均符合要求。

　　2.供電負荷

　　全礦用電設備42台件，工作設備26台件，設備總容量1604kw，設備工作容量967kw，井上總負荷為1211kw，工作負荷718kw，井下總負荷為393kw，工作負荷249kw(見表5-3-1供電負荷表)。

　　3、無功補償

　　礦井有功功率743.75Kw，視在功率899.16KVA，功率因數cosØ=0.82，功率因數低於0.9，需進行無功補償，根據礦山實際情況，采用電容器補償。所需電容器的容量：

　　Qs=P(tgφ1-tgφ2)=743.75×(0.698-0.484)=159(kvar)，取160 kvar。

　　選用GGD-1型無功功率補償裝置，補償容量為160 kvar，補償後的功率因素為0.91。

　　4.變壓器選擇

　　①1# 、2#變壓器主要供地麵設備設施用電(1#工作、2#備用)，經計算地麵總容量為1211kw，工作容量718kw，有功功率601.42kw。

　　r=∑r×K÷cosw

　　=601.42×0.85÷0.9

　　=568Kw 選用S9-630/10/0.4變壓器。

　　式中：cosw-補償後功率因素，取0.9;

　　K-負荷係數，取0.85;

　　∑r-地麵所有用電設備有功功率。

　　②3# 、4#變壓器主要供井下采掘煤工作麵設備及其它設備用電，總容量393kw，工作容量249kw，有功功率142.3kw。

　　r=∑r×K÷cosw

　　=142.3×0.85÷0.9

　　=134Kw 選用KS9-200/10/0.69變壓器。

　　式中：cosw-補償後功率因素，取0.9;

　　K-負荷係數，取0.85;

　　∑r-電設備有功功率。

　　35#、6#變壓器專供井下局扇用電(5#工作、6#備用)，變壓器型號為KS9-50/10/0.69變壓器。

　　5、開關與電纜選擇

　　1)主要電纜選擇

　　1按長時允許負荷電流選擇電纜截麵

　　井下掘進與采煤單獨分開供電，下井主電纜為兩趟，一趟供采麵用電，一趟供掘進用電，水倉水泵的雙電源分別取自兩趟電纜，以其中供電負荷最大一趟進行計算：

　　3井下水倉水泵供電，選用礦用阻燃電纜MY-3×50+1×16雙回路供電，共500米。水泵電源開關選隔爆型饋電開關BKD19-400,控製開關選用有過流保護和短路保護的磁力開關BQD-120型，電纜另一端有漏電保護和JJKB130-660檢漏裝置與BKD19-400饋電開關配套設在地麵，對入井雙回路電纜和井下設備、電纜漏電保護。

　　④采麵電鑽選ZZBL-2.5綜合保護127V電源，電纜選擇MY3×2.5+1×2.5-120m電鑽專用電纜。

　　2)開關的選擇

　　饋電開關采用BKD19型礦用防爆饋電開關，電氣設備開關選用BQD型礦用防爆型真空磁力啟動器，煤電鑽選用BZZ-2.5型煤電鑽綜合保護裝置，檢漏選用JJKB130-660型檢漏繼電器。

　　礦井機電設備必須具備產品合格證、防爆合格證，且產品必須具有“MA”標誌，否則嚴禁入井使用。

　　6.供電係統

　　在地麵設一配電室，配電室內安設6台變壓器，其中二台S9-630/10型變壓器向地麵照明和其它用電設備供電，此二台變壓器中性點接地;另外二台KS9-200/10型變壓器向井下所有電氣設備(除局扇外)供電，中性點不接地;2台KS9-50/10型變壓器向井下局扇供電，中性點不接地。

　　由於礦井係統簡單，供電線路不長，設計不考慮在井下建變電所。直接用井上KS9-200kvA礦用變壓器設在地麵直接向井下各用電設備供電，供井下的兩台變壓器中性點不接地。在井底水倉中埋設一塊主接地極，室內安裝叁台檢漏繼電器，對井下兩條電纜、專線電纜及井下設備進行漏電保護。

　　7.井下電氣設備保護接地

　　在主、副水倉埋設一塊主接地極，安裝三台檢漏繼電器，對井下兩條電纜、專線電纜及井下設備進行漏電保護。局部接地極可設置於巷道水溝內或其他就近的潮濕處。設置在水溝中的局部接地極應用麵積不小於0.6m2、厚度不小於3mm的鋼板或具有同等有效麵積的鋼管製成，並應平放於水溝深處。設置在其他地點的局部接地極，可用直徑不小於35mm、長度不小於1.5m的鋼管製成，管上應至少鑽20個直徑不小於5mm的透孔，並垂直全部埋入底板;也可用直徑不小於22mm、長度為1m的2根鋼管製成，每根管上應鑽10個直徑不小於5mm的透孔，2根鋼管相距不得小於5m，並聯後垂直埋入底板，垂直埋深不得小於0.75m。

　　8、本礦井按有煤與瓦斯突出危險性礦井設計，所有掘進工作麵選用礦用防爆型風電瓦斯閉鎖開關，局部扇風機和掘進工作麵的電氣設備實現風電閉鎖，隻有局扇開始運行後，掘進工作麵瓦斯不超限，才能啟動掘進工作麵的電氣設備，一旦瓦斯超限，掘進工作麵電源開關(閉鎖開關)斷電，供風巷道內設備均無電，該礦變壓器為KS9-50KVA變壓器，線路為MY-3×25+1×6，專用二台BKD19-200饋電開關和二台JJBK130-660檢漏裝置，對專線、專開關、專用風機漏電保護，實現三專兩閉鎖(專用變壓器、專用開關、專用回路，風電閉鎖、瓦斯電閉鎖)。

　　9、地麵供電：選擇距井口80m處設變電所，周圍設護欄保護，避雷器FS4-10一組3個，跌開式熔斷器RW4-10一組3個;對變壓器進行保護，高壓10KV LJ-25 mm用標準電杆12m高的6根，設接地裝置一處，該礦低壓設變電室一間，配電盤委托廠家定製，開關可選用DZ10型，參照供電係統圖。

　　10、井下信號係統及井上下照明

　　1主斜井絞車道設127V信號係統，上下車場及絞車房設組合電鈴各一套，有聲、有光。另外各設一台防爆白軹燈照明;巷道中部每隔20m設一盞15w防爆日光燈。

　　2地麵： 在井口車場、工業廣場等處設架空線路用防水馬路彎燈照明。

　　二、礦井監測

　　1.設置安全監測監控係統的重要性

　　煤礦生產的主要特點之一是井下生產，作業環境差，瓦斯易於積聚，容易引起瓦斯和煤塵爆炸而釀成02manbetx.com ，另一特點是大型機電設備多，如絞車、刮板運輸機、局部通風機、壓風機、水泵、開關等電氣設備，這些設備的正常運轉與否，對礦井影響極大，管理人員及時了解和掌握井下環境和設備運轉的狀態，具有極其重要的意義。

　　在煤礦生產過程中，為了保證礦井的安全生產，根據《煤礦01manbetx 》第一百五十八條規定，高瓦斯礦井、煤(岩)與瓦斯突出礦井，必須裝備礦井安全監控係統。沒有裝備礦井安全監控係統的礦井的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯湧出的岩巷的掘進工作麵，必須裝備甲烷風電閉鎖裝置或甲烷斷電儀和風電閉鎖裝置。沒有裝備礦井安全監控係統的無瓦斯湧出的岩巷掘進工作麵，必須裝備風電閉鎖裝置。沒有裝備礦井安全監控係統的礦井的采煤工作麵，必須裝備甲烷斷電儀。對礦井瓦斯、井下環境和大型機電設備的工作狀態進行實時監測。以便使礦領導及有關人員及時了解情況，采取有效措施。

　　2.監測監控係統設置要求

　　係統能對瓦斯湧出、風速(風量)、負壓、風門開關、設備開停、主要通風機開停、局部通風機開停、通風機總負壓、水泵開停等環境和生產係統參數進行集中監測監控，並能發出聲光報警信號，對有關機電設備進行斷電。

　　係統具有聯網接口，可與礦井綜合管理信息係統中的計算機網絡配接，係統配套便攜式電話，以便與係統主機、分站及主要傳感器等之間進行通訊聯絡。

　　3.礦井監測地點選擇

　　針對礦井主要災害種類和需要監測的內容，結合礦井開拓開采布置方式對礦井監測地點進行選擇，應對礦井地麵主要通風機房、絞車硐室、井下局部通風機、風門設置地點;采掘工作麵進風流、回風流、主要電器設備硐室或瓦斯積聚點、總回風等地點的瓦斯進行監測。

　　4.安全監測監控係統的選擇

　　天地(常州)自動化股份有限公司(煤炭科學研究總院常州自動化研究院)是我國煤炭行業最早研製開發煤礦監測監控係統的單位。自80年代以來，先後研製和推廣了KJ1、KJ2、KJ22、KJ12A及KJ95等多套煤礦監測監控係統，多次獲得國家、部和省級科技進步獎，已在全國各礦務局、礦推廣應用1000餘套。

　　其中，KJ95煤礦綜合監控係統博取眾長，充分吸收了各單位先期開發的各個煤礦監測監控係統的長處和吸取了國內外其它同類煤礦監測監控係統的優點，適於大、中、小各類礦井使用。本礦安全監測監控係統設計選擇KJ95係統，具有良好的開放性，能穩定運行在操作係統平台上，具備良好的人機交互界麵，軟件能準確、明了顯示所有監測數據狀態，並能實時自動分類存儲所有監測數據，同時具有良好的數據檢索功能，支持多協議網絡接口，能實現遠端查詢，具有良好的升級擴展能力。

　　5、人員定位係統

　　選用KJ222井下人員定位/考勤係統，本係統設計六套分站，其中主、副井井口各一套，工作麵兩套，2個掘進各一套。以上分站布置可將井下劃分成以下幾個區域，112001工作麵、112002回風巷掘進、112002運輸巷掘進、井下運輸石門等區域，可識別以上區域工作的人員數量。

　　二、礦井通訊

　　1.行政管理通信係統

　　本礦井位於xx區，根據xx區通訊網的現狀，本片區通訊係統已實現程控化，具備將全片區的行政通訊係統納入公用網的條件。設計擬將礦井行政通信納入六枝特區電信局管理，接入電信公共本地網。

　　2.生產調度、電力調度通信係統

　　采用程控電話進入公用電訊網或無線通訊，實現礦井對外通訊。考慮地麵生產調度與井下通信需要，擬采用帶安全柵的程控調度交換機一台，容量28門，實現生產及電力調度，生產調度與行政管理通信係統進行聯網。電話線選擇礦用阻燃HYVR-1 型電纜，下井電纜經副井口的室外分線盒引入。絞車設置簡單的組合式聲光信號 。

　　第四節 供水

　　1.用水量估算

　　該礦井生活、生產及消防用水經計算總用水量為247.84m3/d。其中生活用水量為45m3/d，消防、生產用水量為202.84m3/d。

　　2.水源

　　(1) 生活用水

　　礦區範圍內有一季節性溪流流過礦區,可作水源利用。在工業場地東麵山地上建一蓄水池，將溪流水集中在蓄水池，經淨化處理後以供生活用水。隻需鋪設150m左右的管路即可將水引至工業廣場。

　　(2) 生產用水

　　為充分利用水資源，利用經處理後的礦井水作為生產用水。在場地內汙水處理池出口處設置一台水泵，敷設一趟工業用水供水管道，將水引自在麵生產、消防水池，利用靜壓對場地內各用水點及井下消防用水點進行供水。

　　3.給水係統

　　(1)生活用水供給係統

　　通過150m左右的管道將溪流水引入工業場地的生活水池，經淨化處理後分別對職工宿舍、食堂、鍋爐房、辦公室等用戶供水。

　　(2)生產用水係統

　　礦井生產水取自場地內礦井水處理池。在工業廣場東麵的山坡上設一生產、消防水池，水池容量400m3，水池底標高+1320m。在汙水處理池設置一台2.2kw取水泵，將水經φ80鋼管泵到生產、消防水池，並敷設φ80鋼管場地生產用水給水管網，對場地及井下生產用水點供水。井下生產、消防水管合用一趟，主管由副斜井進入，經運輸石門敷設，采掘巷道均敷設支管。井下生產消防主管為φ80鋼管，支管為φ25鋼管。井下最高用水點標高為+1270m，地麵最高用水點標高為+1305m。

　　第五章 礦井安全

　　第一節 礦井災害簡述

　　xx煤礦在開采過程中可能受到高瓦斯、瓦斯煤塵爆炸、火災、冒頂、老窯水、地表下沉等災害的威脅;在災害防治措施上可借鑒相鄰生產礦井的成功經驗。此外，礦井水文地質條件中等複雜，可能受到地表水害、岩溶水、斷層裂隙水威脅，尤其是主、副井口位於坡腳下，雨季時要注意防洪，還應加強對小(老)煤窯積水情況和影響範圍的調查和控製，掌握準確的位置，避免穿透老窯。對小(老)窯影響區域應留設足夠的保安煤柱。接近可疑地區和複雜地區時，要堅持“預測預報、有掘必探、先探後掘、先治後采”，同時必須堅持有疑必停。為預防02manbetx.com 的發生，超前考慮安全技術措施，物資保證。

　　第二節 防治措施

　　一、防塵措施

　　1.綜合防塵措施

　　為改善井下勞動條件，保證井下工人的身體健康，在“預防為主”的綜合防塵方麵采取如下措施：

　　1) 在采掘工作麵、裝載點、轉載點、提升運輸等井下作業地點，均設自動噴霧灑水裝置，以控製各產塵點的粉塵。

　　2) 掘進工作麵采取濕式鑽眼，配備濕式除塵風機，並設置水幕淨化空氣。

　　3) 及時調整和控製各巷道風速，防止因風速過小而不能及時帶出空氣中的浮塵和風速過大重新楊起落塵。

　　4) 定期清掃和刷洗巷壁上的煤塵，並用石灰水粉刷。

　　5) 必要時，采掘工作麵配備呼吸性粉塵測定儀，光電煤塵測定儀，用以檢測井下空氣，及時發現粉塵濃度情況，以便采取防止措施。

　　2.個體防護

　　采掘工作麵的工人按《煤礦01manbetx 》規定佩戴防塵口罩、防塵帽及空氣呼吸器等。

　　3.回采、掘進工作麵除塵

　　1)回采工作麵中打眼、爆破落煤、裝載、放頂等工序產粉塵量較大，是主要產塵源，是除塵的重點。

　　2)炮采工作麵采用濕式鑽眼，使用“水炮泥”。爆破前後衝洗煤壁，爆破時應噴霧灑水，裝煤時灑水。掘進工作麵降塵措施必須符合，《01manbetx 》第17條和150條規定。

　　3)工作麵裝載點采用噴霧灑水。

　　4)放頂時，加強通風，保證工作麵風速在0.25m/s以上的排塵風速，但不得超過4m/s，最優排塵風速為1.5～2m/s。

　　5)在含塵濃度較高的風流所通過的回風平巷和掘進巷道中，設置水幕，淨化風流。

　　6)礦井綜合防塵措施、防爆措施及組織與管理製度，必須列入礦井災害預防和處理計劃中去，由礦長每年組織編製與實施。

　　7)開采有爆炸危險性煤層的礦井，井下必須設置有預防和隔絕煤塵爆炸的措施，設置按《規程》第155條規定執行。

　　8)礦井每周至少檢查一次煤塵隔爆設施的安裝地點、數量、水量及安裝質量是否符合要求。

　　4.轉載及運輸防塵主要措施

　　1)煤從工作麵的溜槽運到運輸順槽後，先後經采區運輸下山、運輸石門、最後再沿主斜井將煤炭運至地麵。上述巷道均應設置噴霧灑水。

　　2)裝煤礦車應保持完好，防止礦車漏煤。

　　3)定期對井下的采掘工作麵、回風巷等巷道進行衝洗。衝洗巷道由頂棚、兩幫、巷道底部順次進行，兩幫衝洗還包括背板等落塵在內。

　　4)煤從工作麵的溜槽運到運輸順槽的礦車時，應噴霧灑水。

　　5)在所有的轉載點設置噴霧灑水裝置。

　　6)在主斜井、運輸石門等防塵灑水管路中，每隔100m設一個三通閥門，在工作麵進、回風順槽每隔50m設一個三通閥門，以便接管衝洗巷道。

　　二、隔爆措施

　　隔爆措施是防止爆炸由局部擴大為全礦性的災難所采取的措施，使災害損失減至最小。根據《規程》規定，開采有煤塵爆炸危險煤層的礦井，隔絕煤塵爆炸傳播可采用噴霧灑水，撒布岩粉、隔爆棚(水柵、岩粉棚)等措施。三家寨煤礦生產能力較小(15萬t/a )加之撒布岩粉不易掌握和實施，故本礦可采用噴霧灑水和設置隔爆水槽棚的措施。

　　礦井采用隔爆水槽棚隔爆。水槽棚用硬質易碎、聚氯乙烯和聚氨脂塑料製成。水槽棚內盛滿水置於距頂板100～150mm處。其隔爆作用在於當井下發生爆炸時，爆風壓力將水槽崩翻並破碎，瞬間水分散於巷道空間內形成水霧，由於水的比熱比較岩粉大5倍，隔熱效果好，利於消滅火焰，從而阻止煤塵爆炸火焰的傳播使火害02manbetx.com 範圍控製在最小。

　　隔爆水槽總水量按巷道斷麵計算。取400L/m2。

　　隔爆水槽的形狀為倒梯形，規格取80L。

　　隔爆水槽在巷道內布置形式：采用置放式。

　　水槽棚中心間距為1000mm。

　　水槽棚設置總長度為30m。

　　水槽內水中混入5%的煤塵後，即應換水。

　　隔爆隔水槽設置地點：

　　回采工作麵運輸順槽、回風順槽、運輸大巷、回風大巷、主斜井和回風井。

　　三、瓦斯防治措施

　　本礦屬高瓦斯礦井，瓦斯防治是煤礦災害防治的重點：

　　瓦斯爆炸必須同時具備三個條件：

　　①瓦斯濃度：瓦斯與空氣混合成的瓦斯濃度在爆炸極限範圍內，5%～16%;

　　②高溫熱：高溫熱源存在時間大於瓦斯的引火感應期，在正常大氣條件下瓦斯在空氣中的點燃溫度為650～750℃;

　　③一定量的氧氣：這三個條件缺一不可。瓦斯—空氣混合氣體中的氧濃度不低於12%，這一條件在生產礦井中是始終具備的，所以預防瓦斯爆炸的措施，就是防止瓦斯積聚後濃度達到爆炸界限和預防高溫熱源的出現。

　　(一)防止瓦斯積聚的方法

　　1.加強通風

　　通風是防止瓦斯積聚最基本、最有效的措施。本礦井的通風係統是一個安全可靠的、完整的、獨立的通風係統。礦井主要通風機是礦井的“肺髒”，選用足夠能力的礦用防爆抽出式風機，能有效地排出礦井瓦斯。

　　①主要通風機、局部通風機等通風設備、設施和通風構築物要按標準安裝好、構築好、維護好，確保其實用和有效。

　　②回采工作麵和掘進工作麵采用獨立通風係統。

　　③在生產過程中，采空區的巷道應做到隨采隨閉，杜絕漏風。采區結束後，至多不超過一個月必須把所有通向采空區的巷道封閉起來。

　　④礦井投入生產後，按分別法計算礦井需風量，並按實際供風量核定礦井產量。

　　⑤主要風路上應設有測風站。建立測風製度，每10天進行一次全麵測風。對采掘工作麵和其它用風地點，根據實際需要隨時測風，將每次測風結果記錄並寫在測風地點的記錄牌上，並根據測風結果調節風量。

　　⑥貫通巷道要編製專門安全措施，兩巷道貫通20米前，停止一個工作麵作業，做好調整通風係統的準備工作。貫通時，由專人在現場統一指揮，停掘的工作麵保持正常通風，設置柵欄及警標，經常檢查風筒的完好狀況和工作麵及其回風流中的瓦斯濃度，瓦斯濃度超限時，立即處理。掘進的工作麵每次爆破前，派專人和瓦斯檢查工共同到停掘的工作麵檢查工作麵及其回風流中的瓦斯濃度，瓦斯濃度超限時，先停止在掘工作麵的工作，然後處理瓦斯，隻有在2個工作麵及其回風流中的瓦濃度都在1.0%以下時，掘進的工作麵方可爆破。每次爆破前，2個工作麵入口派專人警戒。貫通後，停止采區內的一切工作，立即調整通風係統，待風流穩定後，方可恢複工作。

　　⑦局部通風機由專人負責管理，保證正常運轉;局部通風機和啟動裝置安裝在進風巷道中，並距掘進巷道回風口不得小於10米;局部通風機安裝地點到回風口間的巷道中的最低風速大於0.15米;風筒采用抗靜電、阻燃風筒;局部通風機要有可靠供電;嚴禁使用1台局部通風機同時向2個以上(含2個)作業的掘進工作麵供風;局部通風機不得隨意停風，因檢修、停電等原因停風時，要撤出人員和切斷電源。

　　⑧礦井必須有可靠的雙回路供電，一路斷電即合上另一路開關，以保證井下供電的連續性。

　　⑨所有通風設施必須建立巡回檢查、檢修、維護製度。

　　2.及時處理積聚瓦斯

　　從采掘工作、生產管理上采取措施，防止瓦斯積聚。當發生瓦斯積聚時，必須立即處理。這是礦井日常瓦斯管理工作的重要內容，是預防瓦斯爆炸02manbetx.com 的關鍵工作。井下任何一處瓦斯積存都可能成為爆源，因此必須及時安全地處理好，不留任何隱患。

　　主要方法：

　　① 加大瓦斯積聚地點的風速和風量，按礦技術負責人批準的安全措施排放積聚瓦斯。強製衝淡瓦斯到允許濃度後排到回風流中。

　　② 切實加強瓦斯排放、巷道貫通和盲巷管理工作，排放瓦斯和巷道貫通要認真編製安全措施並執行有關規定。瓦斯排放采用逐段排放法，嚴格控製排出的瓦斯與全風壓風流混合處的瓦斯和二氧化碳濃度都不得超過1.5%，且回風係統內停電撤人。井下盲巷和臨時停風地點設置密閉和柵欄，定期檢測瓦斯和氧氣濃度，並嚴禁任何人違章進入。

　　③ 局部通風機恢複通風前，首先要檢查瓦斯，當在局部通風機及其開關附近10米內風流中的瓦斯濃度不超過0.5%時，方可人工啟動局部通風機進行瓦斯排放;若停風區域瓦斯濃度超過3%時需請救護隊協助排放。

　　④ 回風瓦斯濃度超過0.75%時，需查明原因，進行處理;采掘工作麵回風流中瓦斯濃度超過1.0%時，停止工作，撤出人員，采取措施，進行處理;采掘工作麵及其他作業地點風流中瓦斯濃度達到1.0%時，停止用電鑽打眼;爆破地點附近20米以內風流中瓦斯濃度達到1.0%時，嚴禁爆破;采掘工作麵及其它作業地點風流中、電動機或其開關安設地點附近20米以內風流中的瓦斯濃度達到1.0%時，必須停止工作，切斷電源，撤出人員，進行處理;采掘工作麵及其他巷道內，體積大於0.5m3的空間內積聚的瓦斯濃度達到2.0%時，附近20m內必須停止工作，撤出人員，切斷電源，進行處理;對因瓦斯濃度超過規定被切斷電源或因停電、檢修等原因而斷電的電氣設備，當附近20m內瓦斯濃度降到l.0%以下時，方可通電啟動。

　　⑤ 臨時停工地點不得停風;停風區要切斷電源，設置柵欄，揭示警標，禁止人員進入，並向礦調度室報告;停工區瓦斯濃度達到3%，不能立即處理時，在24小時內予以封閉;停風區恢複通風、排放瓦斯和送電時，要有安全措施，必要時應采取封閉抽放瓦斯等措施。

　　⑥ 開啟密閉必須製定專門的安全措施，並由礦長審批同意後，由專職人員嚴格按《啟封密閉措施》執行。

　　3. 加強瓦斯檢查

　　① 建立嚴格的測風製度和瓦斯巡回檢查彙報製度。瓦檢員、安全員、測風員必須經過市以上煤炭管理部門的培訓，合格後持證上崗。

　　② 建立礦井瓦斯監測監控係統，在采掘工作麵配備足夠的瓦斯探頭、瓦斯斷電儀。具體設計實施見第八章

　　③ 配備足夠數量的通風安全檢測儀表，並按期送國家授權的安全儀表計量檢驗單位進行校檢。

　　④ 礦長、礦技術負責人、爆破工、采掘隊長、通風隊長、工程技術人員、班長、電鉗工下井時，必須攜帶便攜式甲烷檢測報警儀。瓦斯檢查員必須使用光學甲烷檢測儀。安全員必須攜帶便攜式甲烷檢測報警儀或光學甲烷檢測儀。

　　⑤ 加強水倉位置的瓦斯檢查，每班不少於一次。

　　⑥ 采、掘工作麵的瓦斯濃度檢查次數為每班至少3次;在瓦斯湧忽高忽低、變化異常的地點，應加強檢查的力度。

　　⑦ 瓦斯檢查員要認真填寫瓦斯檢查牌板。要求做到瓦斯檢查“三對口”即瓦斯牌板記錄、瓦斯檢查手冊和瓦斯彙報記錄相符合。

　　⑧ 瓦斯濃度超限時，瓦斯檢查員有權責令現場人員停止工作，並組織撤到安全地點。

　　⑨突出危險工作麵應配備專職瓦檢員，跟班經常檢查瓦斯。

　　⑩通風值班人員必須審閱瓦斯班報，掌握瓦斯變化情況，發現問題，及時處理，並向礦調度室彙報;通風瓦斯日報必須送礦長、礦技術負責人審核並簽字。

　　⑾建立嚴格的風量、風速、瓦斯及其它有害氣體的檢製度。瓦檢員、安全員、測風員必須經過縣以上煤炭管理部門的培訓，合格後持證上崗。

　　4.分源治理瓦斯

　　分源治理瓦斯就是針對瓦斯來源的特征(湧出規律與湧出量)采取相應的措施。

　　礦井瓦斯湧出的區域可分為回采工作麵、掘進工作麵和采空區。瓦斯來源分析是分源治理的基本依據。要同時測定礦井各回采工作麵、掘進工作麵和采空區的瓦斯湧出量，得到礦井瓦斯湧出量表及周期性動態。

　　(1)采空區

　　1采空區要及時封閉，隨采煤工作麵的推進逐個封閉通至采空區的連通巷道。

　　2采空區瓦斯湧出特點是：隨著停采時間的延長，湧出量漸減;地麵大氣壓力變化必然引起礦井井下大氣壓力相應變化，對瓦斯湧出有著密切關係，其湧出量會隨之波動，氣壓降低時湧出量增大。因此大氣壓力變動季節，應加強對采空區瓦斯的觀測與管理。

　　(2)掘進工作麵

　　瓦斯湧出主要是煤層自身釋放出的瓦斯和斷層、裂隙構造帶湧向掘進巷道的瓦斯。

　　掘進區局部冒頂積存的瓦斯，可在支架頂梁處安設導風板衝淡瓦斯或用充填黃土的方法處理。

　　掘進工作麵隨著巷道的延長，風筒應及時加接，保證壓入式風筒出風口距迎頭的距離(lp)應小於或等於壓入式通風的有效射程，即

　　lp≤lj=(4—5)

m

　　式中：S——掘進巷道淨斷麵積 m2

　　風筒離掘進工作麵迎頭距離，一般不大於5米。

　　(3)回采工作麵

　　回采工作麵的瓦斯湧出特性與湧出量是回采工作麵治理瓦斯的基礎。礦井回采工作麵采用爆破落煤，放炮時出現瓦斯湧出高峰，峰值可分為兩部分：Q1和Q2。

　　Q1包括入風攜帶的瓦斯，煤壁湧出的瓦斯和采空區湧出回采工作麵的瓦斯等，這些是與采煤產量無直接關係的湧出。Q2與每次放炮的孔深、孔數，爆破區長度，煤的破碎程度及本煤層瓦斯含量有關。這些參數越高，瓦斯湧出量峰值就越大。Q2是與煤產量直接有關的瓦斯湧出。

　　①回采工作麵瓦斯湧出的治理。

　　回采工作麵采用“U”形通風係統，這種係統具有漏風小的優點，但在工作麵上隅角附近由於采空區湧出的瓦斯大部分在這裏集中，同時在此處風速低，風量不足，容易積存瓦斯而超限。

　　處理措施：在工作麵上隅角附近設置木板隔牆或帆布風障、風簾，迫使一部分風流流經上隅角，將積存瓦斯衝淡，並排出。對於首采麵上隅角要控製產量，加強上隅角瓦斯管理，防止鄰近層瓦斯湧出，造成上隅角和回風順槽瓦斯超限。

　　設置瓦斯超限報警儀，瓦斯達到1.0%時，聲光報警。

　　②頂板附近瓦斯層狀集聚處理。

　　若回采工作麵風速未能保證設計風速而小於0.25m/s，則容易使瓦斯浮於巷道頂板附近，形成一個比較穩定的帶狀瓦斯層，這即是瓦斯的層狀集聚。處理辦法是保證回采工作麵的設計風速，使瓦斯與風流能充分地紊流混合，衝淡及排除。

　　(二)防止瓦斯引燃引爆

　　防止瓦斯引燃引爆的原則，是對一切非生產必須的熱源，要堅決杜絕。生產中可能產生的熱源，必須嚴格管理和控製，防止它的產生或限製其引爆引燃瓦斯的能力。

　　1. 礦井實行入井檢身製度，嚴禁攜帶煙草和點火物品下井，嚴禁穿著化纖衣服。

　　2. 進風井的鐵門必須安設合理，井筒及采掘巷道需采用不燃性材料支護。

　　3. 井下電話選用本質安全型電話，並使用礦用電話電纜。

　　4. 普通型攜帶式電氣測量儀表，隻準在瓦斯濃度小於1.0%以下的地點使用，並時時監測使用環境的瓦斯濃度。

　　5. 在進風巷(新鮮風流)中需要進行電焊、氣焊和噴燈焊接時，每次必須製定安全措施，嚴禁在回風巷道中進行電焊、氣焊和噴燈焊接等工作。

　　6. 井下嚴格禁止使用燈泡取暖和使用電爐。

　　7. 井口房及通風機房周圍20m內禁止使用明火。

　　8. 井下電氣設備的選用要符合安全要求;井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備(包括電線、電纜);井下防爆電氣設備的運行、維護和修理工作，要符合防爆性能的各項技術要求。

　　9. 井下供電做到:無雞爪子、無羊尾巴，無明接頭;有過電流和漏電保護，有接地裝置;電纜懸掛整齊，設備擺放整齊，硐室清潔整齊。

　　10. 掘進工作麵實行“兩閉鎖”(風電、瓦斯電閉鎖)和“綜保”掘進配套設備。

　　11. 防止機械摩擦火花和衝擊火花的產生，采取安設過熱保護裝置、使用難引火性合金工具(如使用銨銅合金工具等)等措施。

　　12. 高分子聚合材料製品，如風筒等，容易因摩擦而積聚靜電，當其靜電放電時，可能引燃瓦斯、煤塵或發生火災。因此井下應采用抗靜電、阻燃的聚合材料製品，其內、外兩層表麵電阻都必須大於3×108Ω，並應在使用過程中保持此值。

　　13. 放炮要遵守下列規定：

　　(1) 采、掘工作麵都必須使用取得產品許可證的三級煤礦許用炸藥和煤礦許用雷管。使用煤礦許用毫秒電雷管時，最後一段的延期時間不得超過130毫秒。

　　(2) 采、掘工作麵采用毫秒爆破。在掘進工作麵必須全斷麵一次起爆，在采煤工作麵每組裝藥必須一次起爆止，並嚴禁使用2台放炮器同時進行放炮。

　　(3) 炮眼封泥應堅持使用水炮泥，水炮泥以外剩餘的炮眼部分，應用粘土封實。

　　(4) 炮眼封泥嚴禁用煤粉、塊狀材料或其它可燃性材料。無炮泥或不實的炮眼，嚴禁放炮。

　　(5) 炮眼內發現異常情況，如溫度驟高驟低、有顯著瓦斯湧出、煤岩鬆散、透老空等情況時，不準裝藥放炮。

　　(6) 放炮母線、連接線和電雷管腳線必須相互扭緊並懸掛，不得同軌道、金屬管、鋼絲繩、刮板輸送機等導電體相接觸。嚴禁使用固定放炮母線(每次放炮時鋪設)，放炮母線必須符合標準。

　　(7) 在放炮地點20m內，有礦車、未清除的煤、矸或其它物體阻塞巷道1/3以上時，不準裝藥放炮。

　　(8) 處理瞎炮(包括殘炮)必須在班組長直接指導下進行，並應在當班處理完畢。如果當班未能處理完畢，放炮員必須同下一班放炮員在現場交接清楚。

　　(9) 放炮時，采用正向起爆。

　　(10) 放炮必須嚴格執行“一炮三檢查”(裝藥前、放炮前、放炮後)和“三人連鎖放炮”(放炮員、班組長、瓦檢員)製度，嚴禁采用糊炮、明火放炮和一次裝藥多次放炮。

　　(11) 爆破工由專職爆破工擔任。

　　14. 防止雷電入井的措施：

　　①井口安設AZ-1A型導體消雷器，消雷器的接地體距井口管、軌、線接地網相互間距在20米以上。

　　②所有伸出井口的鋼管及鋼軌均采用鑄型尼龍材料進行兩處相互間距為10米的絕緣隔離，每段鑄型尼龍材料長度為1米，對地絕緣電阻在150MΩ左右。

　　③所有伸出井口的鋼管、鋼軌和電纜的鎧裝鉛皮在入井處均接地，接地引入線均采用截麵積為25mm2的橡套電纜，引出井口的接地體相互間距在20米以上，接地電阻不得大於2Ω。通訊線路在入井口處裝設一組熔斷器和避雷裝置，其接地電阻不得大於1Ω。

　　④所有伸向密閉區的鋼管、鋼軌和電纜等必須撤出;並且要和密閉相距20米以上，密閉內外不得有導體連接。

　　15. 礦燈的管理和使用要遵守下列規定：

　　① 礦燈要集中統一管理;每盞礦燈必須編號，經常使用礦燈的人員必須專人專燈。

　　② 礦燈應保持完好，出現電池漏液、亮度不夠、電線破損、燈鎖失效、燈頭密封不嚴、燈頭圈鬆動、玻璃破裂等情況時，嚴禁發放。發出的礦燈，最低應能連續正常使用llh。

　　③ 嚴禁私自拆開、敲打、撞擊礦燈。人員出井後必須及時將礦燈交還燈房。

　　④ 在每次換班2h內，燈房人員必須把沒有還燈人員的名單報告礦調度室。

　　⑤ 礦燈必須裝有可靠的短路保護裝置，並裝有短路保護器。

　　⑥ 井下工作時，若礦燈熄滅必須重新更換後方可工作。

　　⑦ 井下所使用的礦燈必須是正規廠家生產的合格產品，並且有檢驗合格證，嚴禁不合格的礦燈入井使用。

　　16.防止煤炭自燃引燃引爆瓦斯：煤層自燃是煤層在自身的作用下，發生氧化，釋放出大量的熱量，釋放出的熱量若久不能散發，達到著火點溫度就發生燃燒。

　　① 選擇合理的通風係統，回采工作麵盡量采用U型通風係統;

　　② 留設足夠的煤柱;

　　③ 加強密閉和密閉管理，防止漏風;

　　④ 清理浮煤，采空區不留遺煤。

　　(三)瓦斯抽放

　　瓦斯抽放是解決瓦斯問題、治理瓦斯災害的根本途徑，瓦斯抽放係統應立足於解決全礦井的瓦斯問題。根據本礦的瓦斯湧出情況，瓦斯湧出量比較大，在設計時應采取綜合性的瓦斯抽放手段，特別是高低負壓聯合抽放瓦斯，以提高抽放效果，從根本上解決瓦斯問題。

　　四、防止煤層自燃發火措施

　　本礦煤層自燃傾向性為I類，屬容易自燃煤層，應采取以下措施防止煤層自燃發火。

　　1.開拓開采方麵的措施

　　(1)主井、副井等主要巷道均布置在煤層底板岩石中，采用錨噴或砌镟支護。這種布置方式減少了輔助性巷道，巷道之間不受支承壓力影響及采動影響，采空區易於封閉，減少了煤層的切割。

　　(2)設計采煤方法為長壁後退式采煤法，全部陷落法管理頂板，這種長壁式采煤法回采率高，巷道布置比較簡單，便於加快回采速度，縮短采空區暴露時間。

　　由於本區各煤層頂板及底板岩石強度不大，開采過程中易冒落，空氣難以進入采空區，所以采空區自燃危險性較小。

　　(3)提高回采率、加快回采速度

　　提高回采率，加快回采速度，即可提高產量又可以在空間上和時間上減少煤炭的氧化作用既可提高產量又可以在空間上和時間上減少煤炭的氧化作用。生產技術管理人員必須考慮合理的回采速度和合理劃分采區，盡量在自燃發火期之前將工作麵采完，而且采完後立即按有關規定封閉采空區。

　　(4)當采煤工作麵投產和通風係統形成後，在適當位置構築好防火門牆，並儲備足夠數量的封閉防火門的材料。當采煤工作麵回采結束後，立即進行永久性封閉。

　　(5)在采區開采設計中，設置自燃發火觀測站或觀測點位置，建立自燃發火預測預報製度，所有檢測分析結果必須記錄在專用的防火記錄簿內，並定期檢查、分析整理，發現自燃發火指標超標或達到臨界值等異常變化時，立即發出自燃發火預報，采取措施，進行處理。

　　(6)在煤層中掘進巷道時，對巷道中出現的冒頂區必須用不燃材料充填密實。運輸(回風)大巷、運輸(回風)上山等主要巷道必須采用錨噴或砌镟支護，镟後的空隙與冒落處也必須用不燃材料充填密實，並定期檢查。

　　(7) 控製風流的巷道預留出能保證實現通風、防火措施的位置。

　　(8) 由於本礦井按煤層容易自燃設計，根據安監總煤行[2008]161號文的要求“必須設立以灌漿為主的兩種以上綜合防滅火係統”， 根據本礦實際，主要選擇灌漿(注砂)防滅火為主、噴灑或壓注阻化劑為輔的措施。

　　A、灌漿防滅火

　　1).灌漿係統及方法

　　(1)灌漿係統

　　根據我國各礦使用的灌漿係統，基本可分為集中灌漿、分散灌漿兩大類。根據該礦實際，采用分散灌漿，分采區分別設置，即一采區設置一個係統，二采區設置一個係統。

　　若采土場高於井口灌漿幹管，係統為水力取土自流輸送的灌漿係統，其灌漿工藝流程為：加壓供水、拌製泥漿、灌漿及井下脫、排水五個過程。

　　設若采土場位置低於井口下漿地點，由水槍衝刷表土而成的泥漿自泥漿溝流入攪拌池後，則需安設泥漿泵經加壓輸往井口下漿地點，再沿管路送往灌漿地點。

　　(2)灌漿方法

　　我國煤礦現在使用的預防性灌漿方法有：隨采隨灌和采後灌漿兩種。

　　A、隨采隨灌

　　隨采煤工作麵推進的同時向采空區灌注泥漿。

　　在灌漿工作中，灌漿與回采保持有適當距離，以免灌漿影響回采工作。

　　隨采隨灌適用於自然發火期短的煤層。

　　1)打鑽灌漿

　　優點：速度快、安全、效率高、成來低。

　　適用條件：在采前預灌、隨采隨灌、采後灌漿及消滅火區等到方麵均可應用。

　　作法：在煤層底板運輸巷或回風巷以及專門開鑿的灌漿巷道內，每隔10～15m，向采空區打鑽灌漿，鑽孔直徑一般為75mm;為減少鑽孔深度，亦可由底板巷道貌岸然或灌漿巷道每隔20～30m開一小巷(鑽窩)，在此小巷內向采空區打鑽灌漿。

　　灌漿鑽孔必須打到采空區的空頂內，且鑽孔應深入采空區內5～6m,並在打鑽後立即下套管(套管直下到見老塘為止)，以利灌漿。

　　鑽孔的位置和角度，應根據灌漿孔和采空區上部回風巷間的高差、二者間的水平距，以及頂板岩石冒落高度等因素確定。

　　鑽孔間的距離視采空區岩石冒落後的壓實程度而定，一般為15～20m。

　　2)埋管灌漿

　　優點：簡便，省管材，但注漿時間短，量少。

　　適用條件：適用於回采工作麵隨采隨灌。

　　作法：在放頂前沿回風道在采空區預先鋪好灌漿管(一般預埋5～8m鋼管)，預埋管一端通采空區，一端通采空區，一端接膠管，膠管長一般為20～30m，放頂後立即開始灌漿。隨工作麵的推進，按放頂步距用回柱絞車逐漸牽引灌漿管，牽引一定距離灌一次漿。

　　3)灑漿

　　優點：能均勻地使整個采空區特別是下半段灌到足夠的泥漿。

　　適用條件：用作埋管灌漿的一種補充措施。

　　作法：如圖8-8-6所示，從灌漿管道接出一段膠管(一般為50.8mm膠管)，沿傾斜方向分段(一般10～20m為一段)向采空區均勻地灑漿。

　　B、采後灌漿

　　在采區或采區的一翼全部采完後，將整個采空區封閉灌漿。采後灌漿僅適用於發火期較長的煤層。

　　優點：安全、可靠、效率高，灌漿工作在時間和空間上不受回采工作的限製。

　　適用條件：可用於采後灌漿或巷道火災封閉後灌漿。

　　作法：由采空區兩側(開切眼和采畢線)的石門向采空區打鑽灌漿，或由鄰近巷道向采空區上、中、下三段分別打鑽灌漿，亦可在每一中間順槽砌築密閉插管灌漿(該方法多用於急傾斜水平分層工作麵)，在采空區周圍形成一個泥漿防護帶。

　　鑽孔間距一般為15～20m。

　　泥漿在采空區內的流動距離，決定於煤層的傾角、頂板岩性、冒落時間與泥漿濃度，如頂板為砂岩或砂質頁岩泥漿流動距離可達620m以上;如為泥質頁岩一般隻有302m左右。

　　根據該礦實際，選擇采後灌漿方法。

　　3、灌漿參數計算及選擇

　　(1)灌漿站工作製度

　　地麵灌漿站在原則上應與礦井工作製度相一致，全年工作日數一般為330d。灌漿站每天工作班數為兩班灌漿，純灌漿時間為10h。

　　(2)灌漿所需土量

　　灌漿所需土量主要根據灌漿區容積、采煤方法及地質情況等因素確定。

　　A、按采空區灌漿所需土量計算

　　Qt1=KmLHC

　　式中 Qt1——灌漿所需土量，m3;

　　m——煤層采高，m;

　　L——灌漿區走向長度，m;

　　H——灌漿區的傾斜長度，m;

　　C——采煤回收率，%;

　　K——灌漿係數，為灌漿材料的固體體積與需要灌漿的采空區容積之比，該係數應根據各礦的實際情況確定。

　　B.按日灌漿所需土量計算

　　Qt2=KmlHC=KG/r煤

　　Qt2-日灌漿所需土量，m3/d

　　l-工作麵日推進度m/d

　　G- 礦井日產量t

　　r煤-煤的密度t/m3

　　其它符號同前

　　(3)日灌漿所需實際開土量

　　Qt3=a Qt2

　　a-取土係數，一般取a=1.1

　　(4)灌漿泥水比的確定

　　灌漿泥水比應根據泥漿的輸送距離、煤層傾角、灌漿方式及灌漿材料和季節等因素通過試驗確定，按《采礦設計手冊》表8-8-10(P3465)取值。

　　(5)每日製泥漿用水量

　　Qs1=Qt2 δ

　　式中：Qs1-製備泥漿用水量，m3/d

　　δ-泥水比的倒數，泥水比根據所要求的泥漿濃度選取。

　　(6)每日灌漿用水量

　　Qs2=Ks Qt2 δ

　　Qs2-灌漿用水量，m3/d

　　Ks-用於衝洗管路防止堵塞的水量備用係數，一般取1.1～1.25

　　(7)每日灌漿量

　　Qj1=(Qs1+Qt2)M

　　Qj1-日灌漿量，m3/d

　　M-泥漿製率，按《采礦設計手冊》表8-8-10(P3466)取值。取M=0.845

　　每小時灌漿量計算

　　Qj2=Qj1/n×t

　　Qj2-每小時灌漿量，m3/h;

　　n-每日灌漿班數，班/d;

　　t-每班純灌漿時間，h/班

　　(8)泥漿密度

　　yj=

　　yj-一定泥水比條件下的泥漿密度;

　　rs-水的密度，t/m3;

　　rt-土的密度，t/m3;

　　Qs-單位時間水的流量， m3/h;

　　Qt-單位時間土的流量， m3/h;

　　D、灌漿材料

　　(1)對灌漿材料的要求

　　①顆粒要小於2mm，而且細小顆粒(粘土：≤0.005mm者應占60%～70%，頁岩：≤0.077mm者應占70%～75%)要占大部分。

　　②主要物性能指標：

　　密度為2.4～2.8;

　　塑性指數為9～11(亞粘土);

　　膠體混合物(按MgO含量計)為25%～30%;

　　含砂量為25%～30%(粒徑為0.5～0.25mm以下);

　　容易脫水和具有一定的穩定性。

　　③不含有(或少含有)可燃物。

　　(2)灌漿材料的選擇

　　煤礦井下常用的灌漿材料，一般多采用粘土、亞粘土、輕亞粘土等。在其它粘土缺乏的礦區，可以頁岩或爐灰等代用。該地區粘土少，故采用頁岩代替。

　　5、泥漿的製備

　　(1)取土方式

　　機械取土(挖掘機、鏟運機);

　　(2)灌漿站

　　A、地麵灌漿站工作製度

　　全年工作為330天。

　　B、灌漿站形式

　　灌漿站形式：分散式

　　C、灌漿站主要設施

　　1)集泥池。集泥池的設置是便於泥漿泵吸送泥漿。根據具體條件，因地製宜砌築或用水槍衝成土坑;集泥池大小，可根據水槍衝土能力或泥漿泵的吸泥能力確定。一般按10min衝土能力或10min吸泥能力確定。設計時，以大者為依據;集泥池上應設箅子，池底應有5%～10%的坡度。集泥池的標高，應根據泥漿泵的吸程高度和泥漿溝的坡降確定。池深一般為5～6m。

　　2)泥漿攪拌池。

　　a.攪拌池的容積。一般按2h灌漿量計算。一般池身20m，寬1m，深1m。

　　攪拌池宜分成兩格，輪換使用，且向出口方向應有2%～5%的坡度，在泥漿出口處應設箅子。

　　b.泥漿攪拌池的布置。圖8-8-8是淮南大通煤礦地麵灌漿站泥漿攪拌池布置圖。礦井灌漿站設在工業場地副井附近，水源為井下排出的廢水，由工業場地以外采土場采土，經專用軌道車運至灌漿站。

　　3)貯土場。貯土場根據地形情況，可設置棧橋或絞車房棧橋的結構形式。貯土場容量，根據場地，可按10天左右黃土量計算。貯土場的土可采用水力或礦車運至攪拌池。

　　4)水力取土時泥漿溝的最小坡度。水力取土時，輸送泥漿的泥漿溝可用水槍衝成，也可用磚築或用溜槽組成。

　　5)灌漿喇叭口。

　　(3)製漿主要設備

　　A.水槍

　　水槍常用開灤755型

　　B、破碎機

　　C、球磨機

　　(4)泥漿製備

　　A、泥漿製備方式

　　1)水力攪拌。這種攪拌用於灌漿量小的條件。

　　2)機械攪拌。

　　該礦采用機械攪拌方式 。

　　B、泥漿攪拌

　　黃土被送入泥漿池經浸泡2～3h後，待土質鬆軟即可進行攪拌。泥漿濃度由供水管的控製閥調節。泥漿攪拌均勻後，經泥漿池出口通過兩層孔徑分別為15mm和10mm的過濾篩流入灌漿管，然後送入井下注漿點。

　　(5)灌漿站製漿係統

　　人工采土的頁岩製備係統。采土場采用炮采，大塊岩石經由人工破碎，然後用電扒鬥耙往膠帶輸送機運到破碎機破碎，再經球磨機磨製成漿，泥漿沿泥漿溝進入集泥池，經攪拌後，即可由下漿孔往井下幹管進行灌注;若集泥池盛滿，可用泥漿泵或砂漿泵關到泥漿池以備使用。

　　6、灌漿管道和泥漿泵選擇

　　(1)灌漿管道

　　地麵灌漿管道一般選用鑄鐵管。井下灌漿管道根據壓力大小，可分別選用水、煤氣輸送管和無縫鋼管。當灌漿壓力為(10-16)×98.0665KPa，選用水、煤氣輸送管;若大於16×98.0665KPa，選用無縫鋼管。

　　根據各礦實際使用情況，井下灌漿管道多采用無縫鋼管。其幹管直徑一般為100-150mm;支管直徑一般為75-100mm;工作麵管道直徑一般為50mm或40-50mm膠管。

　　(2)灌漿管路布置

　　A、輸漿倍線

　　灌漿喇叭口至工作麵灌漿管出口間管路總長度ΣH之比，稱為輸送倍線，即N=

。倍線與水土比、土質、井下灌漿管路布置等因素有關。倍線的實質是表示泥漿在輸送過程中的能量損失關係。在給定的係統中，將有相應的倍線比與一定的水土比相適應。水土比越大;倍線也就增大;泥漿中含砂量較少，則倍線也增大。

　　當借自然壓頭輸漿壓力不夠或倍線不能滿足要求時，用PN型泥漿和PS型砂泵加壓。

　　B、灌漿管路布置

　　灌漿管路有“L”形和“階梯”形兩種。

　　“L”形布置能量集中，能充分利用自然壓頭，有較大的注漿能力，安裝維護和管理等方麵均較簡單。但是隨采深增加，泥漿壓頭也隨之增大，斜管與平管相連處壓力最大，當最大壓力接近或超過管路抗壓強度時，將發生崩管。故“L”形適用淺部灌漿管路布置。深井時“階梯”形布置優於“L”形布置。

　　B、采用噴灑阻化劑防止煤層自燃。

　　(9) 防火牆上應設注漿管、觀測管和排水管。

　　(10) 采取有效措施(如放炮等)，使整個采空區頂板冒落並壓實，物別是切眼及停采線、各種煤柱附近，以減少漏風。

　　(11) 對已報廢的在煤層中的聯絡巷、采終線巷道采用壓注阻化劑加防火牆的方法防火。防火牆應按照煤礦01manbetx 設置，以不燃材料構築，兩牆之間以摻阻化劑的泥漿充填實。

　　2.通風方麵措施

　　在既定的生產條件下，礦井通風網路中漏風的數量與方向往往是煤炭自燃發展過程轉化的決定性因素，防火對於通風的要求是：風流穩定，漏風量小和通風網路中的有關區段易於隔絕。

　　(1)礦井設計工作麵開采采用後退式回采。工作麵開采均采用"“U”型通風方式，漏風小。

　　(2)調節風門、風門和風牆應設置在圍岩堅固、地壓穩定的地點，還要注意避免引起采空區或附近煤柱裂隙漏風量的增大。

　　(3)防火牆必須由不燃材料構成，必須密實，不能有漏風，並定期檢查維修。

　　(4)采取措施，降低采區進回風巷之間兩端的負壓差，

　　(5)風門與調節風門造成的風壓控製在100Pa以下。

　　(6)風門、調節風門之間的距離要留有較大餘地。

　　(7)礦井作大的風量調整時，應測定防火牆內氣體成分和空氣溫度。

　　(8)在合適地點設立雙向風門，使礦井既可全區實現反風，也可局部實現反風，以防火災事故擴大。

　　(9)實現風門閉鎖。井下風門均安裝閉鎖裝置，使一組風門不能同時敞開，確保風流穩定。

　　3、監測方麵的措施

　　(1)每周至少檢查一次已采區的密閉情況，測定一次采區回風巷道和可能發熱地點的溫度和風量，並應采取空氣試樣進行分析，每15天至少檢查一次廢棄巷道的密閉情況。所有檢查、測定、分析結果，都必須記入防火記錄簿內。

　　(2)使用ASZ-Ⅱ型(16路)礦用火災預報束管監測係統，對每個可

　　能發熱的地點、防火牆、密閉、采空區、采煤工作麵上下順槽靠采空區部位等可能引發火災地點進行連續監測。

　　(3)防火檢測的測點或站應具有代表性，由礦井防火災領導小組確定，並且每個采區或回采工作麵至少設立兩處，此處的巷道至少要有10m長直線段，並符合井下測風站的要求。

　　(4)防火檢測時間間隔：采區進、回風流中不大於3天;工作麵采空區上隅角不大於3天;采空區回風側防火牆不大於7天;其它地點不大於15天。

　　五、礦井防治水措施

　　(一)礦井開拓、開采所采取的安全保證措施

　　根據礦井煤層賦存條件和水文地質條件，礦井開拓開采主要采取以下安全保證措施：

　　1.針對礦區範圍內的老井及小窯情況，礦井生產單位必須采用先進的手段，查清老空區分布範圍，留設安全煤柱。精確掌握老窯開采範圍，保證防水煤柱的寬度。

　　2.按《煤礦安全規程》規定留設防水煤柱。對於斷層，特別是造成煤係地層與含水層對盤或接近的斷層，留設足夠的斷層防水煤柱;露頭附近和河流留設防水煤岩柱;禁止巷道進入防水煤柱。

　　3.留設采區及井田邊界隔離防水煤柱。

　　4.對可疑斷層及因采動影響而可能導水的斷層留設斷層防水煤柱。

　　5.對巷道開拓及回采所可能遇到的斷層提前進行探放水，查明斷層的水文地質要素，據此經技術經濟比較采取留設防水煤柱、注漿堵水、疏放等措施。

　　6.如在勘探中發現有陷落柱，則必須查明陷落柱的水文地質要素(包括陷落柱頂麵到達的岩(煤)層高度、陷落柱定位、對煤層開采的影響程度，陷落柱的導水性、水壓、預計的湧水量等)，據此經技術經濟比較采取留設防水煤柱、井下或地麵注漿堵水、井下探放水等措施。

　　7.對未封閉好的鑽孔根據具體情況采取重封、留設防水煤柱、探放鑽孔水等措施。

　　8.對於影響采掘的老空水采取探放疏水的措施。

　　9.對主要含水層建立地下水動態觀察係統，進行地下水動態觀測、水害預報，並製定相應的‘‘探、防、堵、截、排”綜合防治措施。

　　10.配備足夠數量的探放水設備。

　　11.主要巷道盡量布置在隔水層或弱含水層中。

　　12.對礦井采掘工程所影響到的各含水層、斷層，必須作出水文地質評價，進行提前預報，以便采取相應的防治水措施。

　　13.進行群孔抽水試驗，掌握各含水層之間、斷層與含水層之間的水力聯係。

　　(二)、防水煤(岩)柱留設

　　本礦井田為水文地質條件屬簡單-中等類型，地下水主要受大氣降水補給。開采中可能出現的湧水主要受大氣降水補給。開采中可能出現的突水主要來自井田淺部的廢棄小窯，其采空區及巷道內有大量積水未疏幹，必須留設足夠的防隔水煤(岩)柱。

　　1)、防水安全煤(岩)柱的種類

　　由於井田各含水層之間的垂直水力聯係通道不很清楚，含水層的裂隙發育情況以及含水層的水力補給情況有待查明，含水層橫向富水性及塊段間的差異也不明，斷層的含水性及與含水層的水力聯係也有待進一步查明，因此防水煤(岩)柱的留設尤為重要，設計的防水煤(岩)柱主要有以下幾種：

　　(1)斷層兩側防水煤(岩)柱。

　　(2)煤層露頭防水煤(岩)柱。

　　(3)井田邊界安全(防水)煤(岩)柱。

　　(4)老窯防水煤(岩)柱。

　　(5)井筒防水煤柱。

　　(6) 地表水體下防水煤(岩)柱。

　　(7)衝積層水防水煤(岩)柱。

　　2)、防水煤(岩)柱的留設原則：

　　(1)在有突水威脅但又不宜疏放或注漿堵水(疏放或注漿很不經濟時)的地區采掘時，必須留設防水煤(岩)柱。

　　(2)防水煤柱一般不能再利用，故要在安全可靠的基礎上把煤柱的寬度或高度降低到最低限度，以提高資源利用率。

　　為了多采煤炭，充分利用資源，也可以用采後充填，疏水降壓、改造含水層(充填岩溶裂隙)等方法，消除突水威脅，創造少留煤柱的條件。

　　(3)留設防水煤(岩)柱必須與礦井的地質構造、水文地質條件、煤層賦存條件、圍岩的物理力學特性、煤層的組合結構方式等自然因素密切結合，還要與采煤方法、開采強度、支護方式等人為因素相適應。

　　(4)一個井田或一個水文地質單元的防水煤(岩)柱應該在它的總體開采設計中確定。即開采方式和井巷布局必須與各種煤柱的留設相適應，否則會給以後煤柱的留設造成極大的困難，甚至無法留設。

　　(5)在多煤層塊段，各煤層的防水煤(岩)柱必須統一考慮確定，以免某一煤層的開采破壞另一煤層的煤(岩)柱，致使整個防水煤(岩)柱失效。

　　(6)在同一地點有兩種或兩種以上留設煤(岩)柱的條件時，所留設的煤(岩)柱必須滿足各留設煤(岩)柱的條件。

　　(7)對防水煤(岩)柱的維護要特別嚴格，因為煤(岩)柱任何一處被破壞，必將造成整個煤(岩)柱無效。防水煤(岩)柱一經留設即不得破壞，巷道必須穿過煤柱時，必須采取加固巷道、修建防水閘門和其它防水措施，保護煤(岩)柱的完整性。

　　(8)留設防水煤在(岩)柱需要的數據必須在本地區取得。鄰區或外地的數據隻能參考，如果需要采用，應適當加大安全係數。

　　(9)防水岩柱中必須有一定厚度的粘土質隔水層或裂隙不發育、含水層極弱的岩層，否則防水岩柱將無隔水作用。

　　3).防水煤柱的留設寬度計算

　　(1)斷層防水煤(岩)柱計算方法與計算結果

　　礦區範圍內無斷層，無需留設斷層煤柱。

　　(2) 井田境界煤柱、采區邊界煤柱：本井田邊界屬人為邊界，邊界留煤柱寬20m。

　　采區邊界煤柱：根據經驗煤柱寬取20m。

　　(3)煤層露頭防水及衝溝防水煤岩柱的計算方法與計算結果

　　本礦井的煤層均出露地表，以及部分衝溝距離煤層較近，應防止地表水和風化基岩水滲入井下，根據“三下開采規程”的規定留設防水煤柱。按“三下開采規程”水體類型的規定，本礦井水體采動等級屬I級，設計采用下列公式計算防水煤柱高度：

　　Hsh≥Hli+Hb+Hbili

　　式中：Hsh-防水煤柱高度，m;

　　Hli-導水裂隙帶高度，m;

　　Hb-保護層厚度，m;

　　Hbili-地表裂縫深度，m。

　　礦區範圍可采煤層煤層頂板為粉砂質泥岩，少部分泥岩。根據上覆岩層岩性及硬度，按中硬岩計算導水裂隙帶高度：

　　地表裂縫深度Hbili，因本區無實測資料，根據“三下開采規程”附表6-7(部分煤礦地表裂縫深度實測數據)，取其中數據平均值的1.1倍(考慮到大部分地段無第四係覆蓋層)，即Hbili=4.8(m)。

　　需要指出的是，由於地質條件的不確定性，設計與實際情況難以完全吻合。生產時應加強“三帶”觀測，積累經驗，必要時調整安全煤柱，以使安全煤柱符合安全、經濟的原則。

　　(4)老窯防水煤(岩)柱：老窯防水煤柱按經驗留設25m。

　　(5)采空區煤柱留設：在原礦區範圍內C7煤層在+1270～+1305m標高已基本采空，采空區下部和回風巷留設20米的保護煤柱，對煤層的積水需采取探放水的措施，隻有確認老采空區沒有積水後方能作業。

　　(6)井筒保護煤柱：井筒保護煤柱留設20m。

　　(7)地表水體保護煤(岩)柱：礦區內無地表水體，不留設地表水體保護煤(岩)柱。

　　礦區範圍內各防水煤柱留設情況詳見表5-2-1。

　　表5-2-1 防水煤(岩)柱高度表

　　煤層編號煤層露頭防水煤(岩)柱高度(m)井田境界防水煤柱(m)采區邊界防水煤柱(m)采空區防水煤柱(m)井筒防水煤柱(m)

　　II煤層50 20202520

　　(三)、疏水降壓措施

　　1、疏水降壓地點、方法的確定

　　由於各含水層含水的不均勻性，增加了開采煤層時突水的危險性。因此礦井生產期間應加強水文地質工作，對具突水危險性區域，應及時進行探放水，以保證礦井生產安全。

　　疏水降壓地點主要是在煤層開采時從采區巷道底板及頂板打疏放水孔放水降壓，具體布置應在專門的疏放水方案中確定。

　　根據煤礦生產經驗，煤層頂底板砂岩水存在局部富水的可能，礦井在生產過程中要高度重視頂底板砂岩水局部充水影響，超前進行查探、疏放。

　　2、疏水降壓設備選擇

　　疏水降壓設備與井下探放水設備共用，不鋪設專門管道，井下疏水通過水溝自流至工業場地礦井水處理站。

　　(四)、井下探放水措施

　　1)探放水原則

　　必須做好水害分析報告，堅持“預測預報，有掘必探、先探後掘，先治後采”的探放水原則，並堅持“有疑必停”。接近積水地區掘進前或排放被淹井巷和積水前，必須編製探放水設計，並采取防止瓦斯和其它有害氣體危害等安全措施。

　　探水眼的布置和超前距離，應根據水頭高低、煤(岩)層厚度和硬度以及安全措施等在探放水設計中具體規定。

　　探放水設計包含以下方麵：

　　(1)、探水起點的確定：為了確保采掘工作和人生安全，將水淹區的積水範圍、水位標高、積水量等資料填繪在采掘工程圖上，經過分析劃出三條界線。

　　①積水線：積水邊界線(小窯采空區範圍)，其深部界線應根據小窯或老空的最深下山劃定。

　　②探水線：根據積水區的位置、範圍、地質及水文地質條件及其資料可靠程度、采空區和巷道受礦山壓力破壞情況等因素確定，具體規定如下：

　　a) 對采掘工作造成的老空、老巷、硐室等積水區，如邊界準確，水壓不超過10kPa時，探水線至積水區的最小距離：煤層中不得小於30m，岩層中小於20m。

　　b) 對雖有圖紙資料，但不能確定積水區邊界位置的積水區，探水線至推斷積水區邊界的最小距離不得小於60m。

　　c) 對有圖紙資料的小窯，探水線至積水區邊界的最小距離不得小於60m;對沒有圖紙資料可查的小窯，必須堅持“有疑必探，先探後掘”的原則，防止發生透水事故。

　　d) 掘進巷道附近有斷層或陷落柱時，探水線至最大擺動範圍預計煤柱線時的最小距離不得小於60m。

　　e) 石門揭開含水層前，探水線至含水層的最小距離不得小於20m。

　　③ 警戒線：

　　沿探水線外推50-150m(在下山掘進時指傾斜距離)即為警戒線。

　　④探放水鑽孔布置：探水鑽孔應保持適當的超前距、幫距和密度。探水工作采用“探水-掘進-探水“方式進行，探水鑽孔為巷道掘進探明一段安全距離後，巷道允許掘進一段距離，然後再探再掘。

　　a).超前距：為探水鑽孔終孔位置應始終超前掘進工作麵一定距離，一般采用20m。

　　b).允許掘進距離：為經探水證實無水害威脅，最短的探水鑽孔控製範圍減掉20m的超前距即為允許掘進距離。

　　c).幫距：為使巷道 兩 幫與可能存在的水體之間保持一定的安全距離，即呈扇形布置的最外側探水孔所控製的範圍與巷道幫的距離，其值與超前距相同，取20m。

　　d).鑽孔密度(間距)：指允許掘進距離終點橫剖麵上，探水鑽孔之間的距離，一般不超過3m，以免漏掉積水區，本礦取2m。

　　e).傾斜煤層平巷探水鑽孔布置：鑽孔呈半扇形布置在巷道上幫，一般布置3組鑽孔，每組1-2孔。鑽孔夾角分大夾角與小夾角兩種，前者鑽孔夾角7-15°，後者1-3°，視小窯老空的規模而定，老空規模大取大夾角，規模小取小夾角。見圖5-2-1

　　圖5-2-1 傾斜煤層平巷探水鑽孔布置圖

　　f).傾斜煤層下山巷道探水鑽孔布置：鑽孔呈扇形布置在巷道前方，一般布置5組鑽孔，每組1-2孔。鑽孔夾角分大夾角與小夾角兩種，視小窯老空的規模而定。見圖5-2-2

　　圖5-2-2 傾斜煤層下山巷道探水鑽孔布置圖

　　(2)、采掘工作麵遇下列情況之一時，必須確定探水線進行探水。

　　①接近水淹或可能積水的井巷、老空或相鄰煤礦時，井巷出水點的位置及其水量、有積水的的井巷及采空區積水範圍、標高和積水量，必須繪製在采掘工程平麵圖上。在水淹區域應標出探水線位置。采掘到探水線位置時，必須探水前進。

　　②有與溶洞、含水層及與之有水力聯係的導水層、裂隙(帶)、陷落柱時必須查出其位置，並按規定留設防水煤柱。巷道必須穿過上述構造時，必須探水前進。如果前方有水，應超前預注漿封堵加固，也可采取其它防治措施。

　　③打開隔離煤柱前必須探放水。

　　④接近有水的采煤工作麵時必須探放水。

　　⑤接近未封閉又可能突水的鑽孔時必須探放水。

　　⑥煤層頂板的含水層和水體存在時，應當觀測“三帶”發育高度。當導水裂隙帶範圍內的含水層或老空積水影響安全開采時，必須超前探放水並建立疏排水係統。

　　⑦采、掘工程接近其它可能突水段時必須探放水。

　　經探水確認無突水危險後，方可向前掘進。每年雨季後，上部采空區的積水情況都在變化，一定要堅持“有掘必探，先探後掘”的原則。區內長期以來，一些地方小煤窯分布於可采煤層露頭附近，形成的采空區較多。所以在工作中一定要收集有關資料，確定小煤窯積水位置，以防開采淺部煤層時和小窯、老窯穿透而產生透水事故。

　　(3)、探水施工中的技術要求

　　①鑽進中應做好岩芯的采取和編錄工作;必要時可保留岩芯。

　　②鑽進時應準確判別煤、岩層厚度並記錄換層深度。一般每鑽進10m或更換鑽具時，測量一次鑽杆並核實孔深。終孔前再複核一次，如有可能應進行孔斜測量。

　　③鑽進時，發現煤岩鬆軟、片幫、來壓或孔中的水壓、水量突然增大，以及有頂鑽等現象時，必須立即停鑽，記錄其孔深並同時將鑽杆固定。要立即向礦調度室彙報，及時采取措施，進行處理。

　　④鑽進中發現有害氣體噴出時，應立即停止鑽進、切斷電源，將人員撤到有新鮮風流的地點。立即報告礦調度室，采取措施。

　　⑤鑽孔內水壓過大或噴高壓水時，應采用反壓和防噴裝置的方法鑽進，應有防止孔口管和煤(岩)壁突然鼓出的措施：

　　⑤背緊工作麵，在攔板外麵加設頂柱或木垛，必要時還應在頂、底板堅固地點砌築防水牆，之後方可放水。

　　⑦對於水壓大於2MPa，中間要穿過煤層的探斷層水鑽孔，在打穿斷層或含水層前，還應下第二層孔口管並超過煤層1 m以上。

　　⑧在探水孔施工中，見到含水層、斷層、陷落柱和積水區之前，應停止鑽進，安好水門後再繼續鑽進。

　　⑨遇高壓水頂鑽杆時，可用立軸卡瓦和逆止閥交替控製鑽杆，使其慢慢地頂出孔口，操作時禁止人員直對鑽杆站立。

　　⑩應做到交接班時不停鑽。

　　⑾探放斷層水的探水孔終孔後，孔內有水應進行放水試驗。孔內無水時應選擇一個孔進行壓水試驗，檢驗斷層隔水性能;壓力一般應略大於斷層所承受的靜水壓力。

　　⑿探放水鑽孔，完成探測任務後必須全孔注漿封閉，並做好封孔記錄。

　　(4)、放水的技術要求

　　①鑽孔探到水後，要觀測水壓、水質、水量和估計積水量或補給量。根據礦井排水能力及水倉容量，控製放水孔的流量或調整排水能力，並清理水倉、水溝等。

　　②煤層頂板有含水層和水體存在時，應當觀測“三帶”發育高度。當導水裂隙帶範圍內的含水層或老空積水影響安全開采時，必須超前探放水並建立疏排水係統。

　　③加強放水地點的通風，增加有害氣體的觀測次數。

　　④必須監視放水全過程，放水結束後，應立即核算放水量與預計積水量的誤差，查明原因。

　　(5)、探放水注意事項

　　A)安裝鑽機探水前，要遵守下列規定：

　　①加強鑽場附近的支護，並在工作麵迎頭打好堅固的立柱和攔板。

　　②清理巷道、挖好排水溝。探水鑽孔位於巷道低窪處時，必須配備與探放水量相適應的排水設備。

　　③在打鑽孔地點或附近安設專用電話。

　　④測量和防探水人員必須親臨現場，依據設計，確定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及鑽孔數目。

　　B)預計水壓較大的地區，探水鑽進之前，必須安好孔口管和控製閘閥，進行耐壓試驗，達到設計承受的水壓後，方可繼續鑽進。特別危險的地區，應有躲避場所，並規定避災路線。

　　C)鑽孔水壓過大時，采用反壓和有防噴裝置的方法鑽進，並有防止孔口管和煤(岩)避突然鼓出的措施。

　　D)鑽進時，發現煤岩鬆軟、片幫、來壓或鑽孔中的水壓、水量突然增大，以及有頂鑽等異常狀況時，必須停止鑽進，但不得拔出鑽杆，現場負責人應立即向調度室報告，並派人監測水情。如果發現情況危急時，必須立即撤出所有受水威脅的人員，然後采取措施，進行處理。

　　E)探放老空水前，首先要分析查明老空水體的空間位置、積水量和水壓。老空積水高於探放水點位置時，隻準用鑽機探放水。探放水孔必須打中老空水體，並要監視放水全過程，核對放水量，直到老空水放完為止。鑽孔接近老空，預計可能有瓦斯或其它有害氣體湧出時，必須有瓦斯檢查員或礦山救護隊員在現場值班，檢查空氣成分。如果瓦斯或其它有害氣體濃度超過規程規定時，必須立即停止鑽進，切斷電源，撤出人員，並報告礦調度室，及時處理。

　　F)鑽孔放水前，必須估計積水量，根據礦井排水能力和水倉容量，控製放水流量;放水時，必須設專人監測鑽孔出水情況，測定水量、水壓，做好記錄。若水量突然變化，必須及時處理，並立即報告礦調度室。

　　G)排除下山的積水以及恢複被淹井巷前，必須有礦山救護隊檢查水麵上的空氣成分，發現有害氣體，必須及時處理。排水過程中，有害氣體有突然湧出的可能，必須製定安全措施。

　　2)、探放水設備選擇

　　(1).探放水設備選擇依據

　　礦井用一個采煤工作麵保證礦井年生產能力，配備2個準備巷道掘進工作麵。

　　(2).探放水設備及數量

　　在2個準備巷道掘進工作麵共配備TXU-75探水鑽各2台。

　　水泥砂漿封孔泵選擇SLB—1型，2個準備巷道掘進工作麵各2台，用於鑽孔封孔。並使用HCZ型鑽機油枕應力計，共10個。

　　(3).老窯積水的防治

　　為防止淺部的老窯積水威脅礦井的安全，采麵主要留淺部防老窯水防水安全煤(岩)柱和井田邊界煤柱。根據有關規定進行計算，該礦井防止老窯積水煤柱留設寬度不得小於25m，邊界防水煤柱的留設寬度為20m。

　　3)、井下探水措施

　　煤層露頭的小煤礦及老窯現已全部關閉，在礦井建設生產過程中，必須采用先進的手段，查清老空區分布範圍及積水量。積極采取探放水措施，對於無法放水的老窯采取留設保護煤柱的方法，防止老窯水影響礦井建設生產。

　　(1)、探水的下山、下山及平巷，中間不得有低窪積水段。

　　(2)、探水巷必須在探水鑽孔有效控製範圍內掘進，探水孔的超前距、幫距及孔間距應符合設計要求。每次探水後、掘進前，應在起點處設置標誌，並建立掛牌製度。

　　(3)、 巷道支護應牢固，頂、幫背實，無高吊棚腳，傾斜巷有撐杆，使巷道有較強的抗水流衝擊能力。

　　(4)、探放水地點必須安設電話和報警裝置。

　　(5)、必須向受水威脅地區的施工人員貫徹、交待報警信號及避災路線。

　　(6)、探水巷道應加強出水征兆的觀察，一旦發現異常應立即停止工作，及時處理。情況緊急時必須立即發出警報，撤出所有受水威脅地區的人員。

　　(7)、“鑽孔接近老空，預計可能有瓦斯或其他有害氣體湧出時，必須有瓦斯檢查員或礦山救護隊員在現場值班，檢查空氣成分。如果瓦斯或其他有害氣體超過本規程有關條文規定時，必須立即停止打鑽，切斷電源，撤出人員，並報告礦調度室，采取措施，進行處理。”。

　　(8)、下山探水時，一般應雙巷掘進。其中一條超前探水、彙水，另一條隨後用來安全撤人。雙巷間每隔30～50m掘一聯絡巷並設擋水半牆。

　　(9)、放水工作應盡量避免在雨季進行。

　　(10)、探放水人員必須按照批準的《探放水設計》施工，未經審批單位允許，不得擅自改變設計。

　　(五)、地表水防治措施

　　xX煤礦井田範圍內無較大的地表水，地表水流以大氣降雨為主，故地表對井口不會有大的威協。雨季、旱季徑流量相差甚大。地表水防治，礦井工業廣場修建排水溝，水溝尺寸為400×400mm，將水排入附近溪溝;礦井開采範圍內采取疏導小溪、構築攔水牆(采用沙漿砌料石，厚度為350mm，高度根據具體的地勢而進行確定)、準備足夠數量的砂袋等措施以防雨季地表水進入井下。

　　1)每年雨季前必須對防治水工作進行全麵檢查。雨季受水威脅的礦井，應製定雨季防治水措施，並應組織搶險隊伍，儲備足夠的防洪搶險物資。

　　2)必須查清礦區及其附近地麵水流係統的彙水、滲漏情況，疏水能力和有關水利工程情況，掌握當地曆年降水量和最高洪水位資料，建立疏水、防水和排水係統。

　　3)井口附近或塌陷區內外的地表水體可能潰入井下時，必須采取措施，並遵守下列規定：

　　1嚴禁開采煤層露頭的防水煤柱。

　　2容易積水的地點應修築溝渠，排泄積水。修築溝渠時，應避開露頭、裂隙和導水岩層。特別低窪地點不能修築溝渠排水時，應填平壓實;如果範圍太大無法填平時，可建排洪站排水，防止積水滲入井下。

　　3礦井受河流、山洪和滑坡威脅時，必須采取修築堤壩、泄洪渠和防止滑坡的措施。

　　4排到地麵的礦井水，必須妥善處理，避免再滲入井下。

　　5對漏水的溝渠和河床，應及時堵漏或改道。地麵裂縫和塌陷地點必須填塞，填塞工作必須有安全措施，防止人員陷入塌陷坑內。

　　6每次降大到暴雨時和降雨後，必須派專人檢查礦區及其附近地麵有無裂縫、老窯陷落和岩溶塌陷等現象。發現漏水情況，必須及時處理。

　　7嚴禁將矸石、爐灰、垃圾等雜物堆放在山洪、河流可能衝刷到的地段。

　　4)井田範圍內小窯分布較廣，井下采掘施工嚴格執行探放水原則。

　　六、防止運輸事故的措施

　　1)提升絞車必須具備工作製動，緊急製動，限速、過卷和鬆繩等保護。

　　2)在斜井內安設能夠將運行中斷繩、脫鉤的車輛阻止住的跑車防護裝置。

　　3)在下部甩車場安設甩車時能發出警告的信號裝置。

　　4)上山串車提升，嚴禁蹬鉤和礦車內乘人。行車時，應發出聲光警示信號嚴禁行人。

　　5)上山串車的提升鋼絲繩應按《煤礦安全規程》(2006)規定按期檢查，發現問題及時更換。

　　6)礦井軌道必須按標準鋪設。主要運輸巷道的鋪設質量應符合下列要求：

　　☆扣件必須齊全、牢固並與軌型相符。軌道接頭的間隙不得大於5mm，高低和左右錯差不得大於2mm。

　　☆直線段2條鋼軌頂麵的高低差，以及曲線段外軌按設計加高後與內軌頂麵的高低偏差，都不得大於5mm。

　　☆直線段和加寬後的曲線段軌距上偏差為+5mm，下偏差為-2mm。

　　☆在曲線段內應設置軌距拉杆。

　　☆軌枕的規格及數量應符合標準要求，間距偏差不得超過50mm。道碴的粒度及鋪設厚度應符合標準要求，軌枕下應搗實。對道床應經常清理，應無雜物、無浮煤、無積水。

　　☆同一線路必須使用同一型號鋼軌。道岔的鋼軌型號，不得低於線路的鋼軌型號。

　　☆礦井軌道使用期間應加強維護，定期檢修。

　　7)副斜井運輸安全措施

　　礦井開采的垂深超過50m，根據《煤礦安全規程》的規定，必須增設行人裝置，本設計的副斜井主要作為進風和安設架空行人裝置(猴車)，行人裝置必須由正規廠家根據巷道的圍岩情況、巷道長度、寬度、坡度進行設計、現場放線、安裝、檢驗、驗收、移交並且在使用中要做到以下幾方麵。

　　①在人車停車地點的巷道上下人側，從巷道道碴麵起1.6m的高度內，必須留有寬1m以上的人行道，管道吊掛高度不得低於1.8m。

　　②巷道傾角不得超過設計規定的數值。

　　③蹬座中心至巷道一側的距離不得小於0.7m，運行速度不得超過1.2m/s，乘坐間距不得小於5m。

　　③驅動裝置必須有製動器。

　　⑤吊杆和牽引鋼絲繩之間的連接不得自動脫扣。

　　⑥在下人地點的前方，必須設有能自動停車的安全裝置。

　　⑦在運行中人員要坐穩，不得引起吊杆擺動，不得手扶牽引鋼絲繩，不得觸及鄰近的任何物體。

　　⑧嚴禁同時運送攜帶爆炸物品的人員。

　　⑨每日必須對整個裝置檢查1次，發現問題，及時處理。

　　七、 防止電氣設備引起的瓦斯、煤塵爆炸和觸電事故的措施

　　1.防止礦井突然停電的措施，使用雙回路電源，一路斷電即合上另一路，以保證井下供電的連續性。

　　2.井下不得帶電檢修，搬遷電氣設備。檢修或搬遷電氣設備(包括電纜和電線)前，必須切斷電源，並用防爆驗電筆檢驗，無電後，檢查瓦斯，巷道風流中瓦斯濃度在1%以下時，方可開始工作。所有開關把手在切斷電源都應閉鎖，並掛上“有人工作，不準送電”牌子，隻有執行此項工作的人員才有權摘牌和送電。

　　3.一切容易碰到的裸露的電氣設備及其帶動的機器外露的轉動和傳動部分都必須加裝護欄或遮欄，防止碰觸發生危險。

　　4.凡不用或暫時停用的電氣設備必須切斷電源，並把送電開關打上閉鎖或加鎖。

　　5.井下供電必須使用合格的礦用阻燃電纜，要消滅“雞爪子”、“羊尾巴”、“明接頭”，電纜要懸掛整齊。井下防爆電氣設備要及時檢查維修，保持完好。嚴禁使用明刀閘開關。普通型攜帶式電氣測量儀表，隻準在瓦斯濃度在l%以下的地點使用。

　　6.井下交流36伏以上的電氣設備，都必須設接地保護裝置，並構成接地網：l27伏煤電鑽和信號應設有檢漏、短路、過負荷、遠距離起動和停止煤電鑽的綜合保護裝置。660伏以上的電氣網絡中，必須有過電流和漏電保護。煤電鑽綜合保護裝置在每班使用前必須進行一次跳閘試驗。低壓檢漏裝置每天進行一次跳閘試驗。發現檢漏裝置有故障或網絡絕緣降低，應立即停電處理。檢漏裝置應靈敏可靠，嚴禁甩掉不用。接地網上任一保護接地點測得的接地電阻值不應超過2歐姆。每一移動式和手持式電氣設備同接地網之間的保護接地用的電纜芯線的電阻值都不得超過l歐姆。

　　7.地麵變電所和供電線路設有可靠的避雷裝置。為防止地麵雷電波及井下引起瓦斯、煤塵以及火災等災害。必須做到：①由地麵直接入井的軌道、管路，必須在井口處將金屬體進行不少於兩處的良好的集中接地。②通信線路必須在入井處裝設熔斷器和避雷裝置。③每年雨季前必須對避雷裝置進行檢查試驗。

　　8.建立礦燈管理製度，每盞礦燈都應編號，經常使用礦燈的人員必須專人專燈。礦燈必須保持完好，如果漏液、亮度不夠、電纜損壞、燈鎖不良燈頭圈鬆動、密封不嚴、玻璃破裂等情況的礦燈嚴禁發出。嚴禁用燈人員敲打、撞擊和自行拆禦。

　　9.必須配備經培訓考試合格的防爆設備檢查員，並建立嚴格的防爆設備入井檢驗製度。防爆性能受到破壞的電氣設備，應立即處理或更換，不得繼續使用。

　　10.井下電話選用了HAK—l本質安全型電話，並使用HUVV2型礦用電話電纜。

　　八、防止頂板事故的措施

　　1.巷道支護形式及安全措施

　　1)巷道支護形式

　　☆ 主斜井、副斜井、回風斜井、運輸石門等采用錨噴支護，半圓拱斷麵，工作麵運輸順槽、回風順槽采用11#工字鋼支護，梯形斷麵，切眼采用單體液壓支柱支護。

　　2)掘進安全措施

　　※ 掘進工作麵必須設超前支護，超前支護所用的材質、支護方式需要在作業規程中明確。

　　※ 掘進井巷和硐室時，必須采取濕式鑽眼、衝洗井壁巷幫、水炮泥、爆破噴霧、裝岩(煤)灑水和淨化風流等綜合防塵措施。

　　※ 掘進工作麵嚴禁空頂作業。靠近掘進工作麵10m內的支護，在爆破前必須加固。爆破崩倒、崩壞的支架必須先行修複，之後方可進入工作麵作業。修複支架時必須先檢查頂、幫，並由外向裏逐架進行。

　　※ 在鬆軟的煤、岩層或流砂性地層中及地質破碎帶掘進巷道時，必須采取前探支護或其他措施。

　　※ 在堅硬和穩定的煤、岩層中，確定巷道不設支護時，必須製定安全措施。

　　※ 支架與頂幫之間的空隙必須塞緊、背實。巷道砌镟時，镟體與頂幫之間必須用不燃物充滿填實;巷道冒頂空頂部分，可用支護材料接頂，但在镟拱上部必須充填不燃物墊層，其厚度不得小於0.5m。

　　※ 更換巷道支護時，在拆除原有支護前，應先加固臨近支護，拆除原有支護後，必須及時除掉頂幫活矸和架設永久支護，必要時還應采取臨時支護措施。在傾斜巷道中，必須有防止矸石、物料滾落和支架歪倒的安全措施。

　　※ 掘進巷道在揭露老空前，必須製定探查老空的安全措施，包括接近老空時必須預留的煤(岩)柱厚度和探明水、火、瓦斯等內容。必須根據探明的情況采取措施，進行處理。

　　※ 在揭露老空時，必須將人員撤至安全地點。隻有經過檢查，證明老空內的水、瓦斯和其他有害氣體等無危險後，方可恢複工作。

　　※ 由下向上掘進25°以上的傾斜巷道時，必須將溜煤(矸)道與人行道分開，防止煤(矸)滑落傷人。人行道應設扶手、梯子和信號裝置。斜巷與上部巷道貫通時，必須有安全措施。

　　2.采煤工作麵和上下出口支護及安全措施

　　1)工作麵回風巷和工作麵運輸巷出口20～30m範圍內，采取加強支護，棚距為500mm。

　　2)回風巷和工作麵運輸巷出口分別采用礦用ll#工字鋼，沿走向加強支護，並保持上下出口暢通。

　　3)工作麵支護要布置整齊，排、行成直線，接頂及時，防止出現過大傘簷(小於O.2m)。

　　4)工作麵破碎帶處要加強支護，采用密集支柱和鋪荊芭，防止串矸、漏矸等。

　　5)計算、估算和觀測周期來壓步距，在工作麵老頂周期來壓前，采用木垛、密集支柱、戧棚等加強支護，並在來壓時撤退工作人員。

　　6)注意觀測頂板來壓情況和頂板穩定完整情況，過斷層和老巷時要製定專門措施。

　　7)要及時放頂，采用回柱絞車回柱，不得進入老塘作業;沿切頂線采用密集支柱和戧棚等加強支護並切頂。

　　8)換柱時，一定要先打臨時柱，後換柱，沿工作麵不能打正式柱時，必須打臨時柱，不得空頂作業。

　　9)回采工作麵出口20m內巷道的淨高不得低於1.6m。

　　10)直接頂不穩定時，投產後視頂板情況，可加強頂板支護，若底板吸水易膨脹.支護時必須在支柱底部墊板，防止支護插入底板。

　　3.堅硬頂板垮落災害的防治措施

　　若煤層頂板岩性穩定性較好，老頂初次來壓顯現不甚明顯，初次來壓步距20～30米。若出現大麵積懸頂，應采取強製放頂措施，強製放頂即從頂板上打眼放炮放頂。初次放頂時必須編製《初次放頂》的措施，經礦長、總工共同審批後由專人指揮並嚴格按《放頂措施》執行。

　　九、防止煤與瓦斯突出的措施

　　(一)、區域性防突措施

　　1、開采保護層

　　開采煤層時，必須采取突出危險性預測、防治突出措施、防治突出措施的效果檢驗、安全防護措施等綜合防治突出措施，並遵循“先抽後掘、先抽後采”的瓦斯治理原則。

　　(1)保護層的確定

　　選擇保護層應遵循下列原則：

　　①優先選擇無突出危險的煤層作為保護層。礦井中所有煤層都有突出危險時，應選擇突出危險程度較小的煤層作保護層。

　　②應優先選擇上保護層;選擇下保護層開采時，不得破壞被保護層的開采條件。

　　本礦煤層開采順序為按煤層順序至上而下開采，首采C20煤層距C19煤層垂距達145m，因此開采C20煤層對C19煤層起不到解放層的作用。開采C19、C18、C7煤層時，以C18煤層作為保護層。

　　(2)保護層作用有效範圍的圈定

　　目前暫參照《防治煤與瓦斯突出細則》有關條文初步確定保護層有效作用範圍參數如下：

　　①保護層與被保護層之間的有效垂距

　　按《防治煤與瓦斯突出細則》中表15，上保護層最大有效垂距為50m。按《防治煤與瓦斯突出細則》中式(6)和式(7)計算，下保護層最大有效垂距約為70m。C19煤層距C18煤層為10m左右，C18煤層距C7煤層為26m左右，C18煤層開采後，對上麵的C19煤層和對下麵的C7煤層都能夠起到較好的保護效果。

　　②沿走向的保護範圍

　　對於正在開采的保護層開采工作麵，必須超前於被保護層的掘進工作麵，其超前距離不得小於保護層與被保護層之間法線距離的2倍，並不得小於30m。

　　對停采的保護層采煤工作麵，停采時間超過3個月、且卸壓比較充分，該采煤工作麵的始采線、采止線及所留煤柱對被保護層沿走向的保護範圍可暫按卸壓角56°-60°劃定，沿走向的保護範圍見圖4-4-1所示。按該方法確定的保護範圍需按實際情況進行檢驗，當與觀測結果不符合時應進行修改。

　　圖4-4-1 沿傾走方向保護範圍和煤柱的影響範圍

　　③沿傾斜的保護範圍

　　解放層開采以後，岩層沿斜方向的移動是沿著最大下沉角方向發展的，因此傾斜方向的解放範圍，按卸壓角δ劃定。卸壓角的大小應采用礦井實測數據，根據該礦井煤層傾角等情況，沿開采煤層的傾斜，卸壓角暫按75°劃定。並要求停采時間超過3個月、卸壓比較充分。沿傾斜的保護範圍見圖4-4-2：

　　圖4-4-2 沿傾斜方向保護範圍和煤柱的影響範圍

　　(3)開采保護層應注意的有關問題

　　①在礦井開采煤層群時，應優先選擇開采保護層防治突出措施。開采保護層後，在被保護層中受到保護的區域可按無突出危險區進行采掘作業;在未受到保護的區域(不可采區、煤柱、構造等區域)，開采前必須采取“四位一體”的綜合防治突出措施。

　　特別應注意，盡量避免在斜井及主要巷道保護煤柱內沿煤層掘進和準備煤層工作麵，因為該區域內的煤層尚未解突。但是，當必需在該區域內掘進煤層工作麵時，應製訂具體的專門防突措施，包括預抽瓦斯消突，采用獨立通風係統，避免串聯通風，選擇防突風門位置，通風係統要考慮避免當掘進迎頭瓦斯突出時其瓦斯突然湧入進風風流中造成風流逆轉以及安全防護措施等。

　　②礦井在開采保護層時，應同時抽放被保護層的瓦斯。

　　③正在開采的保護層工作麵，必須超前於被保護層的掘進工作麵，其超前距離不得小於兩者垂距的兩倍，並不得小於30m。開采C18煤層作為C7煤層的保護層時，其超前距離一般應不得小於50m。

　　④開采保護層時，采空區內不得留有煤(岩)柱，工作麵順槽盡可能采用沿空留巷或沿空掘巷的方式;特殊情況需留煤(岩)柱時，必須將煤(岩)柱的位置和尺寸準確地標在采掘平麵圖上。每個被保護層的瓦斯地質圖上，應標出煤(岩)柱的影響範圍，在這個範圍內進行采掘工作時，必須采取綜合防治突出措施，生產中應根據具體的煤柱留設、不可采區的實際情況製定專門的防突措施。

　　開采近距離保護層時，必須采取措施嚴防被保護層初期卸壓的瓦斯突然湧入保護層采掘工作麵和誤穿煤層。

　　⑤在同一突出煤層的同一區段的集中應力影響範圍內，不得布置2個工作麵相向回采或掘進。突出煤層的采掘工作麵，應避開本煤層或鄰近煤層采煤工作麵的應力集中範圍。

　　⑥主要巷道應布置在岩層或非突出煤層中。應盡可能減少突出煤層中的掘進工作量。開采保護層的采區，應充分利用保護層的保護範圍。

　　⑦應盡可能減少石門揭穿煤層的次數，揭穿煤層地點應避開地質構造帶。如果條件許可，應盡量將石門布置在被保護區，或先掘出揭煤地點的煤層巷道，然後再與石門貫通。石門與煤層中已掘巷道貫通時，被貫通巷道應超過石門貫通位置5m以上、並保持正常通風。

　　⑧對采掘工作麵實施防治突出措施後，應按工作麵預測方法進行措施效果檢驗。措施效果檢驗指標都在該煤層突出危險臨界值以下的，認為措施有效。在突出威脅區內，根據煤層突出危險程度，采掘工作麵每推進30～100m應用工作麵預測方法連續進行不少於2次的區域性預測驗證，其中任何1次驗證為有突出危險時，該區域應改劃為突出危險區。

　　⑨保護層的開采厚度等於或小於0.5m、上保護層與突出煤層間距大於50m或下保護層與突出煤層間距大於80m時，必須對保護層的保護效果進行檢驗。

　　⑩礦井首次開采保護層時，必須進行保護效果及保護範圍的實際考察，並不斷積累、補充和完善資料，以便得出保護效果及保護範圍的參數。

　　2、預抽煤層瓦斯

　　(1)煤層采煤工作麵

　　該礦井煤層均有煤與瓦斯突出危險，設計選用本煤層預抽作為區域性防突措施。預抽瓦斯防突的有效性指標，應根據礦井實測資料確定，無實測資料時，可根據《煤礦瓦斯抽采基本指標》(AQl026—2006)的規定：“突出煤層工作麵采掘作業前必須將控製範圍內煤層的瓦斯含量降到煤層始突深度的瓦斯含量以下或將瓦斯壓力降到煤層始突深度的煤層瓦斯壓力以下。若沒能考察出煤層始突深度的煤層瓦斯含量或壓力，則必須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。控製範圍如下：

　　①石門(井筒)揭煤工作麵控製範圍應根據煤層的實際突出危險程度確定，但必須控製到巷道輪廓線外8m以上(煤層傾角>8°時，底部或下幫5m)。鑽孔必須穿透煤層的頂(底)板0.5m以上。若不能穿透煤層全厚，必須控製到工作麵前方15m以上。

　　②煤巷掘進工作麵控製範圍為：巷道輪廓線外8m以上(煤層傾角>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。

　　由於煤層目前尚沒有實測的瓦斯含量、瓦斯壓力、煤層透氣性係數、鑽孔瓦斯流量衰減係數、百米鑽孔瓦斯流量等瓦斯參數，因此，對預抽指標及解突效果無法進行預計。

　　建井期間應抓緊測定上述有關參數，以便進一步補充計算確定首采M23煤層時預抽工作麵的預抽解突時間、預抽瓦斯量等數據。根據揭煤實際及時向設計單位和煤礦安全監察機構提供開采煤煤層的瓦斯壓力、瓦斯含量、堅固性係數以及相鄰礦井的突出調查等內容。

　　預抽煤層瓦斯時應注意幾個問題：

　　①在未達到預抽有效性指標的區段進行采掘作業時，必須采取補充的防治突出的措施，應不斷測定煤與瓦斯突出危險性指標變化情況，當具有煤與瓦斯突出危險時，應按照“四位一體”的防突措施進行管理。

　　②鑽孔應控製整個預抽區域並均勻布孔。

　　③預抽鑽孔封堵必須嚴密;沿層鑽孔的封孔深度應不小於5m，穿層鑽孔的封孔深度應不小於3m。鑽孔孔口抽放負壓不應小於13KPa。

　　④在未受到保護的煤層中掘進巷道時，必須采取“四位一體”防突措施進行管理。

　　⑤具有突出危險性的煤層工作麵的上、下順槽，必須采取“先抽後掘”進行消突，經效果檢驗無突出危險後方可掘進。

　　(2)C20煤層掘進工作麵

　　對C20煤層未解突區域的掘進，必須“先抽後掘”進行消突，經效果檢驗沒有突出危險後方可進入下一個循環掘進。

　　對於具有突出危險性煤層的順槽掘進問題，一般有以下幾種方法，進行消突：

　　①頂板瓦斯抽放巷：即在突出煤層上方20m左右的岩層(或非突出煤層中)，沿突出煤層順槽內錯或外錯一定距離(約30m)，掘進一條專用瓦斯抽放巷(斷麵積4～6m3)，利用下向穿層鑽孔對煤層順槽附近的煤體瓦斯進行預抽解突。

　　②底板瓦斯抽放巷：即在突出煤層下方20m左右的岩層(或非突出煤層中)，沿突出煤層順槽內錯或外錯一定距離(約30m)，掘進一條專用瓦斯抽放巷(斷麵積4—6m3)，利用上向穿層鑽孔對煤層順槽附近的煤體瓦斯進行預抽解突。

　　③本煤層超前鑽孔預抽解突：即根據掘進工作麵的瓦斯突出危險性程度的不同，可選擇迎頭長鑽孔預抽放、超前鑽孔排放等措施，先抽後掘進行消突。

　　④高位鑽孔預抽解突：

　　即沿突出煤層順槽內錯或外錯一定距離(約20m)，在突出煤層已經解突巷道的兩幫，交叉布置斜巷，傾角25°左右，鑽場層位在煤層頂板20m左右，打下向穿層鑽孔對煤層順槽附近的煤體瓦斯進行預抽解突，巷道采用“先抽後掘”、“四位一體”的防突措施進行管理。

　　上述四種解突方案中，①和②對順槽掘進解突效果較好，但是每掘進一條煤層順槽，需要先施工一條岩石巷道，成本較高。

　　方案④需要在掘進工作麵兩側交替打斜巷和高位鑽場，其巷道工程量與方案③相比較大，且打斜巷和高位鑽場施工與煤巷施工交替作業，其掘進工作麵出矸、出煤相互影響，矸石煤流係統混雜，不易管理;從瓦斯預抽效果上看，采用穿層孔預抽較本煤層預抽鑽孔的控製麵積小，需要預抽解突的時間較長。

　　綜合上述方案4個方案的利弊，考慮M6煤層瓦斯含量和埋深情況，本設計暫推薦采用迎頭長鑽孔預抽放、超前鑽孔排放等措施預抽解突方案(即方案③)。

　　對於移交初期是否設置瓦斯底板抽放巷，待礦井建設期間，石門(或井筒)第一次揭煤時，根據《煤礦安全規程》和《防治煤與瓦斯突出細則》的有關規定進行煤與瓦斯突出鑒定後，根據實測的瓦斯參數指標做進一步的分析論證後確定。

　　實施區域預抽措施，采掘工作麵經預抽後，瓦斯含量和瓦斯壓力要達到《煤礦瓦斯抽采基本指標》規定要求，否則嚴禁組織采掘作業。

　　對於迎頭長鑽孔預抽放解突方案，為安全可靠期間，設計配備2台ZK-75型大直徑鑽機，用於順槽“先抽後掘”施工解突預抽鑽孔。長鑽孔長度設計為40m，ZK-75型鑽機鑽孔深度為75m，滿足要求。

　　(二)、局部防突措施

　　井下采掘工作中，要加強超前探測和地質預測預報工作，密切注意瓦斯富集區、扭曲斷裂構造帶及局部構造變化、瓦斯湧出忽高忽低、卡鑽、煤炮和一些其它動力現象，嚴格落實“四位一體”的防治突出措施。同時，煤礦企業應設置專門的防突機構和專職人員，按照有關規定配足人員，加強防突專業培訓，充分認識煤與瓦斯突出的一般規律和突出征兆，加強防範意識。

　　(1)石門揭煤工作麵防治突出措施

　　在石門揭穿突出煤層前，必須打鑽孔控製煤層層位、測定煤層瓦斯壓力，預測石門工作麵的突出危險性。具體實施步驟和方法為：

　　1在石門工作麵掘至煤層10m(垂距)之前，打兩個穿透煤層全厚且進入頂(底)板不小於0.5m的前探鑽孔，詳細記錄岩芯資料，準確掌握煤層層位、厚度、傾角變化等情況;

　　2在石門工作麵距煤層5m(垂距)以外，打2個穿透煤層全厚的測壓(預測)鑽孔，測定煤層瓦斯壓力和鑽屑瓦斯解吸指標;

　　3為了防止誤穿煤層，在石門工作麵距煤層垂距5m時，在石門工作麵頂(底)部兩側補打3個小直徑(42mm)超前鑽孔，其超前距離不得小於2m;

　　4石門揭煤工作麵與煤層之間必須保持不小於2m的岩柱。

　　石門揭煤工作麵防治突出措施可采用抽放瓦斯、排放鑽孔、金屬骨架等措施。設計結合該礦區域性預抽煤層瓦斯情況，在井筒施工接近煤層時，首先安排對石門揭煤位置進行抽放，經抽放工作麵仍未消突時，再實施排放鑽孔防突措施。控製範圍必須控製到巷道輪廓線外8m以上(底部或下幫為5m以上)，鑽孔必須穿透煤層頂(底)板0.5m以上。

　　增加采用鑽孔排放瓦斯措施時，排放鑽孔的布置要求為：

　　排放鑽孔布置在石門周界外8m的煤層內，排放鑽孔直徑為Φ75mm，鑽孔間距根據實測的有效排放半徑確定，目前，礦井無實測有效排放半徑數據，孔底間距按2m考慮，石門揭煤工作麵排放鑽孔布置見圖5—2—3。

　　圖5—2—3 石門揭煤工作麵排放鑽孔布置圖

　　石門揭煤時，在進風側必須設置兩道連鎖的正、反向風門。

　　2、煤巷掘進的防突措施

　　在具有突出危險性的煤層中掘進時，必須采取“先抽後掘”和“四位一體”的防治突出措施。

　　掘進工作麵的防突一般采用下列程序：

(1)煤巷掘進工作麵的突出危險性預測，應選用綜合指標法、鑽屑瓦斯解吸指標法或其它經試驗證實有效的方法預測工作麵突出危險性。在沒有試驗證實有效的方法之前，設計暫推薦選用鑽屑瓦斯解吸指標K1法。

　　采用鑽屑瓦斯解吸指標K1法預測煤巷掘進工作麵突出危險性時，突出臨界指標K1值應根據本礦井實測數據確定，如無實測資料，可參照表4-4-1所列的指標臨界值預測突出危險性。

　　(2)當預測有突出危險時，采取防治突出措施進行消突。

　　考慮煤層瓦斯含量和埋深情況，本礦井煤層巷道掘進設計采用超前鑽孔排放的解突方案，待礦井建設期間，石門(或井筒)第一次揭煤時，根據《煤礦安全規程》和《防治煤與瓦斯突出細則》的有關規定進行煤與瓦斯突出鑒定後，根據實測的瓦斯參數指標做進一步的分析論證後確定。

　　鑽孔布置：即在巷道迎頭正前方施工直徑為75～120mm、深度約50m(兩側短孔約25～40m)的超前鑽孔，超前鑽孔控製到巷道50m範圍，超前鑽孔施工前必須加強工作麵支護。

　　(3)預抽煤層瓦斯後，采用鑽屑瓦斯解吸指標K1法對預抽瓦斯防治突出效果進行檢驗。

　　(4)經效果檢驗無突出危險後，方能掘進。

　　(5)其它注意事項

　　①在煤層頂底板掘進岩巷時，必須定期驗證地質資料，及時掌握施工動態和圍岩變化情況，防止誤穿煤層。特別是距煤層法線距離小於20m的掘進巷道，必須采取措施嚴格控製煤層層位和地質構造，巷道掘進至少每隔50m要施工地質探測鑽孔控製層位，防止瓦斯異常湧出或誤穿煤層。

　　②在一個或相鄰的兩個采區中，同一階段的煤層中進行掘進作業時，不得布置2個工作麵相向掘進。煤層的掘進工作麵，不得進入本煤層或鄰近煤層采煤工作麵的應力集中區。

　　③煤與瓦斯突出危險區域煤巷掘進工作麵，嚴禁使用鋼絲繩牽引的耙裝機。

　　④煤巷掘進工作麵消突的控製範圍為：巷道輪廓線外8m以上(煤層傾角>8°時，底部或下幫5m)及工作麵前方10m以上。

　　在煤巷掘進工作麵第一次執行局部防治突出措施或無措施超前距時，必須采取小直徑淺孔排放等防治突出措施，隻有在工作麵前方形成10m的安全屏障後，方可進入正常防突措施循環。在掘進工作麵執行上述措施時，鑽孔終孔位置應控製到巷道輪廓線外10m以上。

　　3、采煤工作麵的防突措施

　　(1)采煤工作麵的突出危險性預測，可使用煤巷掘進工作麵的突出預測方法，即：應選用綜合指標法、鑽屑瓦斯解吸指標法或其它經試驗證實有效的方法預測工作麵突出危險性。在沒有試驗證實有效的方法之前，設計暫推薦選用鑽屑瓦斯解吸指標K1法。

　　采用鑽屑瓦斯解吸指標K1法預測采掘煤工作麵突出危險性時，突出臨界指標K1值應根據本礦井實測數據確定，如無實測資料，可參照表4-4-1所列的指標臨界值預測突出危險性。

　　(2)當預測有突出危險時，采取防治突出措施進行消突。

　　首采C20煤層采煤工作麵時，采用本煤層預抽的消突方法。采煤工作麵采用預抽消突的控製範圍為：工作麵前方20m以上。

　　抽放方法及鑽孔布置詳見第五節“瓦斯抽放方法部分”。

　　(3)預抽煤層瓦斯後，采用鑽屑瓦斯解吸指標K1法對預抽瓦斯防治突出效果進行檢驗。

　　(4)經效果檢驗無突出危險後，方能開采。

　　(5)其它注意事項

　　①突出礦井的新水平、新采區，必須編製防治突出煤層突出的設計。

　　②開采突出煤層時，每個采掘工作麵的專職瓦斯檢查工必須隨時檢查瓦斯，掌握突出預兆。當發現有突出預兆時，瓦斯檢查工有權停止工作麵作業，並協助班組長立即組織人員按避災路線撤出、報告礦調度室。

　　③在一個或相鄰的兩個采區中，同一階段的突出煤層中進行采煤作業時，不得布置2個工作麵相向回采。突出煤層的采煤工作麵，不得進入本煤層或鄰近煤層采煤工作麵的應力集中區。

　　④在突出煤層中，不得使用綜合機械化放頂煤采煤法;特殊情況下必須製定安全技術措施，報有關部門批準。

　　⑤必須及時維修突出煤層采煤工作麵進、回風巷道，保持暢通。在突出煤層的煤巷中，更換、維修或回收支架時，必須采取預防煤體冒落引起突出的措施。

　　⑥要建立專門的防突組織機構，配備專職人員，負責掌握突出動態遏規律，製定和組織實施防突措施，填寫突出卡片，積累資料。

　　⑦應嚴格執行“四位一體”的綜合防突措施，對區域性預測、防突措施和工作麵預測、措施，安全防護等製定專門的技術和管理措施。

　　⑧開展對各級職工的防突知識培訓教育，使之熟悉突出預兆、防治煤與瓦斯的基本知識和發生事故時的避災、救護方法、以及救護設施的使用操作等。

　　十、 其它災害的防治措施

　　(一)電氣事故引發火災防治措施及裝備

　　1)井下機電硐室防火措施

　　井下配電所設置固定照明，安裝防爆熒光燈kBY-20，6套，燈距為3m。井下車場各設防爆燈KBY-20，8套，燈距為5m。

　　照明電源均引自井下配電室，串掛安裝。

　　2)井下電氣設備的防火措施

　　井下低壓動力為660V，照明為127V。

　　低壓負荷開關選用BKD19型饋電開關並配備三台 JJKB130-660型檢漏繼電器，以保證安全用電。

　　井下局部通風機與掘進設備實現風、電、瓦斯閉鎖。

　　所有防爆開關，均設有短路、過負荷、斷相保護。

　　井下所有電氣設備的金屬外殼都進行接地，在各配電點設G32、L=l500m鍍鋅鋼管作為局部接地極，采用橡套電纜接地芯線作為係統接地線，通過電纜中性線與采區各電氣設備構成接地係統，將所有電氣設備接地極連成～個總的接地網。主接地極設在井下水倉內，由接地極起至最遠的就地接地裝置止，其總接地網的過渡電阻不得超過2 Ω。

　　3)井下電纜

　　兩回下井電纜均引自地麵變電室，經由主斜井向井下負荷供電。井下電纜按安全載流量選擇，並經電壓損失和短路保護校驗。

　　井下電纜及設備的檢查見表6-2-2

　　井下各配電站配電的電纜均采用橡套電纜。

　　照明電源均引自井下配電開關，

　　4)用電防火安全措施用電防火安全必須遵守《規程》第九章的有關規定。

　　(二)預防礦井火災的一般規定

　　①地麵必須設置消防水池，經常保持不少於250m3的水量;

　　②井口和通風機房附近20m內不得有煙火或用火爐取暖;

　　③井下和井口房不得從事電焊、氣焊和噴燈等焊接工作;

　　④井下嚴禁吸煙;

　　⑤井下和硐室內不得存放汽油、煤油和變壓器油，井下使用的潤滑油、棉紗、布頭和紙等，必須存在蓋嚴的鐵桶內。用過的棉紗、布頭和紙等，必須存在蓋嚴的鐵桶內，由專人定期送地麵處理;

　　⑥井下清洗風動工具，必須在專用硐室內進行，並必須用不燃性和無毒性洗滌劑;

　　⑦井下嚴禁使用燈炮取暖和使用電爐;

　　⑧所有井下工作人員都必須熟悉滅火器材的使用方法，並熟悉本職工作區域內滅火器材的存放地點。

　　(三)發現礦井火災的行動原則

　　①任何發現火災時，應視火災性質、災區通風和瓦斯情況，立即采取一切可能的方法直接滅火，控製火勢，並迅速報告礦調度室。在現場的區、隊、班組長應依照災害預防和處理計劃的規定，將所有可能受火災威協地區的人員撤離危險區域，並組織人員利用現場的一切工具器材進行滅火。

　　②電氣設備著火時，應首先切斷電源。在切斷電源前，隻準使用不導電的滅火器材進行滅火。

　　③不能直接滅火時，必須封閉火區，礦總工程師負責封閉火區的工作。

　　④掘進工作麵發生火災時，不得隨意關閉局部通風機，防止因瓦斯積聚而導致爆炸事故。

　　用水滅火應注意的問題：

　　①水是導電物質，不能用來撲滅帶電的電氣設備的火災;

　　②水的比重比油大，不能用水撲滅油類火災;

　　③撲滅猛烈火災時，不得將水直接射入火源中心，防止水蒸汽逆風而燙傷救火人員和發生水煤氣爆炸;

　　④滅火水量必須充足。若水量不足，在高溫下可分解為氫氣和一氧化碳氣體，有混合氣體爆炸的危險。

　　(四)礦山救護

　　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，煤礦應當建立應急救援組織。不具備獨立應急救援組織的小型煤礦，應當指定兼職的應急救人員，並與專業救援組織簽定救護協議。

　　三家寨煤礦的生產規模(年產量15萬t/a)，係小型礦井。本礦自然條件較好，災害種類主要為瓦斯，煤塵，頂底板，水等。本礦距六枝特區約10km，依據《煤礦救護規程》，應建立輔助礦山救護隊，但初期本礦生產能力較小，要求本礦就近與區域礦山救護隊簽定救護協議。本礦設兼職礦山應急救援人員27名，兼職正、副救護隊長各一名，輔助救護隊員需要送往救護隊作專門的培訓，救護隊員的補助從提取的安全基金中進行支付。

　　(五)職工培訓

　　1.從事煤礦井下工作的工人都必須經過安全培訓，取得《安全資格證書》，未經培訓的人員，不許上崗。

　　培訓內容：

　　管理人員、工人都必須學習有關安全生產的方針和政策、法規、《煤礦安全規程》和有關的安全規定。管理人員必須學習有關安全技術理論知識，了解礦井災害，采取預防措施，提出處理意見等。

　　工人必須學習礦井安全知識，了解事故發生的預兆，事故預防和應急措施，學習本工種的01manbetx ，了解有關儀器儀表的作用和基本性能及操作。

　　管理人員、工人都必須學習和掌握井下自救、互救和創傷急救的基本知識。

　　2.培訓計劃

　　綜合礦井實際生產性情況，由各級行政領導負責安全技術培訓工作，組織、勞動、人事和安全部門編寫詳細的安全培訓規劃和年度培訓計劃，安全部門必須有計劃組織安全技術培訓計劃的實施。

　　3.培訓人員

　　對從事井下工作的所有人員，都必須培訓，培訓的重點對象有礦長及主管安全、生產、機電、基建經營的副礦長，礦總工程師等。正副區(科)隊長、安全專職檢查人員。回柱、采支、掘進、通風、放炮、瓦斯檢查、電氣設備防爆檢查、爆破材料管理及各類提升運輸司機等特殊工種和新工人。

　　4.培訓時間

　　根據不同職務、工種而不同，礦級幹部每期應不少於1個月，區(隊)級幹部及安全檢查等人員應不少於1-5個月。特殊工種及新工人應不少於2.O個月。對安全知識更新的培訓，每人每年應不少於5天。調換工種的人員必須進行重新培訓。

　　第三節　安全裝備

　　礦井安全檢測及其它裝備充分考慮了安全裝備儀器、儀表和設備的品種及數量，能夠滿足礦井安全檢測的需要，(詳見表6-3-1～5礦井檢測安全儀器、儀表)：

　　表6-3—1礦井通風安全檢測儀表

　　第六章 環境保護

　　第一節 地表塌陷治理

　　礦井采礦活動中，由於采空區不斷擴大，不斷形成新的陷落坑和裂隙，構成地表水、地下水聯係通道，使地下水位下降，地表泉水幹枯、溝水滲漏的可能性較大，由於地下煤層的開采，使得采空區上方的地表有不同程度的移動和變形，其影響範圍將略大於采空區範圍。而當開采深度越大時，對地表的影響將越小。本礦井地處山區，地形高差較大，采空區引起的地表塌陷，可能會引起地形陡峭的地方發生崩塌、滑坡。因此設計中要對地表沉陷影響的重要建築設施人員居住區、公路等設施要留有保安煤柱，對於開采影響嚴重且人員居住少的位置，可采用搬遷的措施進行處理，對於地表沉陷形成的塌陷坑，要盡量整平，回填造地，易產生滑坡的地方應提前修築擋土牆，打抗滑樁或削坡減載等，另外，平常要有人員經常對地下采煤活動影響範圍內地質災害易發區加以巡視，發現問題及時處理。

　　該礦區周圍雖人員居住較密集，但無特殊自然景觀及人文景觀。因此，采取以上措施後，因煤層開采而引起的地表塌陷不會給周圍環境造成大的影響。

　　第二節 矸石處理

　　礦井建設時，主要是初期矸石排放量大，用於回填工業場地東麵的大片窪地，後期的矸石排放量小，根據該礦的地理環境用汽車外運到矸石山進行堆放，堆放到一定高度後覆土綠化，設計暫不考慮矸石綜合利用。

　　第三節 汙水處理

　　一、井下水處理

　　該礦井達到設計生產能力後，井下正常湧水量為25m3/h，最大湧水量為50m3/h，井下水中主要汙染物為炭懸浮物。設計采用混凝沉澱、消毒處理工藝。處理能力為100m3/h，處理後的井下水能達到《汙水綜合排放標準》uB8978—1996)一級標準要求。經處理後的井下水部分複用於井下消防灑水，其餘經場地排水溝，最終排入溝河。

　　二、生產、生活汙廢水

　　該礦井達到設計生產能力後，工業場地生產、生活汙廢水主要有糞便汙水、食堂汙水、燈房浴室汙廢水，汙廢水量為，30m3/h，主要汙染物為有機物和懸浮物。

　　以上汙廢水經二級處理達到《汙水綜合排放標準》GB8978—1996)一級標準後，經場地排水溝排出。

　　圖6-1 礦井水處理工藝流程圖

　　第四節 煙塵處理

　　一、鍋爐消煙除塵

　　鍋爐燃料采用礦井原煤，需采取脫硫措施，設計采用濕式除塵脫硫器進行處理，其除塵效率高於95%，脫硫效率大於50%(煙氣洗滌水采用堿性溶液)，經處理後煙塵和S02出口濃度能夠滿足《鍋爐大氣汙染物排放標準》(GBl3271—2001)二類區、Ⅱ時段標準要求。

　　二、儲煤場防塵措施

　　露天儲煤場設置在井口東側，雖然當地年平均風速較低(為2.5m/s)，雨量較充沛，平均相對濕度較大，但是周圍人員居住密集，儲煤場揚塵會對周圍環境影響造成一定的影響。對礦區進行植樹、種草、恢複生態、保護環境，防止和降低水土流失和坡麵泥石流地質災害發生的可能性和危險性。

　　第五節 消音措施

　　本礦井建成後，主要的高噪聲源有：通風機、空氣壓縮機、坑木加工場、鍋爐房、井下采掘設備和以後的瓦斯抽放設備等。設計優先選用高效低噪設備，並在風機進出口安裝消聲器，在通風機房設置隔聲值班室。對於井下采掘設備、坑木加工場等不易消聲、隔聲的場所，采取工作人員佩帶耳塞等個體防護措施，以保證人體健康。

　　第六節 工業衛生

　　一、礦井生產工藝過程中可能產生的職業性危害和采取的防範措旅及效果。

　　由於煤礦生產的采掘過程中有大量煤粉塵和岩粉塵產生，因此，人體吸入大量煤、岩粉塵而患塵肺病是礦井生產工藝過程中可能產生的主要職業性危害。另外，在高噪聲源附近工作人員有可能患噪聲性聾耳病。為了保證工人身體健康，防止塵肺病的發生，設計采取防塵灑水，濕式鑿岩，通風除塵和個體防護措施。為了避免噪聲性耳聾症，在井下和地麵噪聲超過90分貝聲級的工作地點應采取消聲措施。否則，工作人員應采取個體防護措施。

　　采取以上措施並加強科學管理，塵肺病和噪聲性耳聾症是可以預防和避免的。

　　二、公共衛生設施和有關管理辦法

　　1.設計考慮建立如下公共衛生設施

　　井下防塵灑水係統，在井下放煤口、裝載點等易產生揚塵的地方;設置了防塵灑水器，並在地麵建有專供防塵灑水的水池。

　　2.管理辦法

　　(1)嚴格執行原煤炭部(83)煤技字第1029號文件有關井下防塵灑水的規定。

　　(2)礦井應有專人進行測塵和化驗工作。井下產生粉塵的工作點，定期測定一次空氣中的粉塵濃度。每年至少測定一次粉塵中遊離二氧化矽的成分。

　　(3)井下和地麵，經常接觸粉塵毒物的職工每年都應進行一次身體檢查。發現有病症時必須妥善安排，定期觀察加強治療工作。

　　第七節 綠 化

　　一、綠化原則、規劃及指標

　　綠化對淨化空氣、水體、防塵、減小噪聲美化環境等方麵都有重要作用，按有關規定，礦井的綠化係數應不小於20%。

　　礦井綠化原則及規劃

　　1)場前區綠化;場前區是工業場地重點綠化區段之一，其綠化布置設計應與本區總平麵布置相配合，達到解除工人疲勞，美化環境的目的。場前區綠化應選擇常綠樹種。

　　2)生產區綠化：煤礦生產區多為散發粉塵、噪聲、有害氣體的區段。綠化重點應以種植隻有對粉塵有較高耐度和吸附能力的樹種和草皮以達到滯塵、減少噪聲的目的，一般種植如梧桐、夾竹桃等。高噪聲為主的區段，宜選用樹冠低，枝葉茂密的常綠喬灌木，高低搭配，形成一條植物吸聲帶，以阻止噪聲散播造成的汙染。

　　3)居住區綠化;應以豐富生活、美化環境、改善家屬區氣候、保護周圍環境衛生，保持土坡穩定為主.可栽種一些常綠植物。修建花壇草坪等。

　　二、綠化機構及設施

　　礦井應配備綠化專業人員1名，綠化專用設備應計入總概算中。

　　第八節 環境監測

　　一、監測的任務、範圍和內容

　　1.監測任務

　　主要負責礦井的定期排汙監測和治理設施運行監測等。

　　2.範圍和內容

　　1)水環境質量監測

　　(1)監測項目：PH、SS、BODS5、D0、Hg、Ca、Pb、As、Cr+6、Fe、Mn。

　　(2)監測範圍：礦井井下水、居住區生活汙水至三岔河入水口處及烏江入水口處上遊的監測。一般要求每年峰、枯水期各監測一次。

　　2)大氣質量監測

　　(1)監測項目：SO2、N02、STP;

　　(2)監測範圍：該礦鍋爐煙囪排煙口及居住區、辦公樓、井口等敏感點。監測周期每年可分采暖季節和非采暖季節兩期進行。

　　3.環境噪聲監測

　　(1)監測內容：噪聲聲壓級。

　　(2)監測範圍：對居住區、辦公樓及環境敏感點以及生產區設備噪聲進行重點監測。監測周期根據需要進行。

　　二、監測站的設置

　　全礦井環保監測工作可由礦上負責環保人員協助縣環保部門共同來完成。針對全礦井範圍內的大氣、水、噪聲等的監測工作應主要由縣環保部門承擔。礦井本身也應建立健全監測資料歸檔管理專人負責製度。

　　第九節 環境管理及投資

　　一、 環保管理機構及定員

　　礦井應有一名礦級領導主管環保工作，另外還應配備兼職環保專業人員1名，兼職環保設施運行管理人員1名。

　　二、 環保投資

　　環保總投資135萬元，噸煤環保投資9.0元/噸。

　　第七章 節能減排

　　第一節 地麵建築節能

　　地麵建築設計結合當地氣候及建築物功能要求，對朝向、布局、建築平麵、建築立麵、建築體型、建築構造和建築材料等各方麵均采取有利節能的最佳選擇。建築設計中涉及節能、合理利用能源保溫、防熱等有關的技術問題，與暖通設計綜合考慮協調處理。

　　具體采取如下節能措施：

　　(1)建築物布置爭取良好朝向，以達到節能目的。本礦井絕大多數建築物為南北朝向。

　　(2)建築物體型設計，盡量縮小其外牆麵積與所包圍建築體積的比值使體型係數滿足節能設計標準的要求，采取聯合建築以減少外牆麵，以及合理加大進深等措施達到節能目的。

　　(3)建築物保溫設計，除考慮防寒層結構外，綜合考慮其它設施，入口處避免冷風直射，建築物背陰麵減少開窗及縮小窗洞麵積，位於轉角的房間避免兩側牆麵均設窗戶，避免過多考慮立麵美觀而過分增大窗戶及任意采用玻璃幕牆，以減少熱量損失，節約能源。

　　(4)行政、公共建築及居住建築除爭取良好朝向外，間距及布局均充分滿足日照及自然通風要求，節約能源。

　　(5)屋麵及外牆是直接影響建築物保溫、防熱效果的重要因素，在建築材料及其厚度上必須滿足保溫、防熱要求，本工業場地地處嚴寒地區，公共建築及居住建築的承重外牆用370磚牆外加保溫材料使其滿足《公共建築節能設計標準》GB50189-2005及《民用建築節能設計標準(采暖居住建築部分)》JGJ26-95的要求。門窗采用節能門窗，窗牆麵積比不大於0.7。

　　第二節 礦井供電節能

　　變電所變壓器選用S9係列低損耗變壓器，減少電能損耗。

　　采用660V電壓等級入井、減少電能損耗、提高了電壓質量。

　　在礦井主變電所采用靜電電容器進行無功自動補償，提高功率因數，保證電網功率因素在0.9以上，減少電能損耗。

　　在斜井提升運輸、通風、排水、空氣壓縮機設備選型設計中，對各種設備都作了多方案技術、經濟和節能比較，選用了運行效率高、耗電小的節能產品。

　　第三節 供熱節能

　　一、供暖係統選擇方麵

　　礦井工業場地各建築物采暖均采用熱水集中供暖。蒸汽經換熱設備的凝結水均返回凝結水箱，避免凝結水的流失。室外熱力管道及其它設備的保溫均采用導熱率低、保溫性能好的保溫材料。

　　二、設備運行方麵

　　為了保證鍋爐房內的設備在最佳狀態下運行，鍋爐房內各個設備均采用自動控製。根據負荷的變化使煤與空氣以最佳配比完全充分燃燒，避免不完全燃燒產生的熱損失;同時鍋爐給水通過位式調節，給水軟化除氧的自動控製，使整個係統經濟有效的運行。

　　三、設備的選型方麵

　　蒸汽鍋爐選用低煤耗、熱效率高的產品;水泵的選擇使其在最佳工況範圍運行，在管道的選取上使流速在其經濟流速範圍。

　　第四節 給排水及環保節能

　　一、給排水節能

　　(一)資源利用

　　處理後的礦井水經變頻供水設備加壓後回用作衝洗廁所、洗車、綠化、降塵等用途，既節省了工程投資，又能使水資源得到充分利用。為節約綠化用水，設計采用樹木滴灌，花草噴灌。

　　(二)給水係統選擇

　　根據工業場地各用水點對水質水壓要求不同，采用分質分壓供水。工業場地消防用水，要求壓力高，且平時不使用，故單獨設消防泵;生活、生產用水采用變頻調速供水設備，根據用水量的大小及時調整水泵的運行，最大限度的節省能耗。給水管采用通量大、磨阻小、無腐蝕的新型PE管材，管內流速采用經濟流速。

　　(三)給排水設備選型

　　礦井內所需水泵均選用高效新型水泵;止回閥采用新型節能緩閉止回閥，阻力小，且減少水錘壓力。礦井水﹑生活汙水處理，均采用新型設備，提高效率，減少投資及運行費用。

　　第五節 煤層氣綜合開發利用

　　煤層氣俗稱煤礦瓦斯，是寶貴的能源資源。煤礦瓦斯一直是煤礦安全生產的重大隱患。近年來，煤礦重特大瓦斯爆炸事故時有發生，給人民群眾生命財產造成了重大損失;同時，未經處理或回收的煤層氣直接排放到大氣中，也造成了嚴重的環境汙染和資源浪費。為進一步加大煤層氣抽采利用力度，強化煤礦瓦斯治理，減輕煤礦瓦斯災害，加快煤層氣抽采利用是貫徹以人為本，落實科學發展觀，建設節約型社會的重要體現。必須堅持先抽後采、治理與利用並舉的方針，采取各種鼓勵和扶持措施，防範煤礦瓦斯事故，充分利用能源資源，有效保護生態環境。技改後的三家寨按屬高瓦斯、突出礦井設計，在設計中已闡明需安設瓦斯抽放係統，建議該進行煤層氣綜合開發利用。

　　第八章 施工工期

　　一、施工準備

　　施工準備為材料設備的準備、施工人員的進場組織、場地的平整，公路水電的修築和架設;熟悉圖紙和編製相應作業規程並進行貫徹，共考慮1個月。

　　二、井巷平均成巷指標

　　井巷平均成巷指標結合現有生產情況擬定如下表7-1-1。

　　表7-1-1 井巷工程進度表

　　二、流動資金估算

　　流動資金按照原煤炭工業部1996年頒發的《煤炭工業建設項目經濟評價方法與參數》的規定，參照類似礦井流動資金周轉情況及占用量，采用分項詳細估算法進行估算。

　　礦井達到設計生產能力時流動資金總需要量為112.5萬元，單位流動資金為7.5元/t。

　　三、項目總投資

　　項目總投資=固定資產投資+流動資金

　　=2283.72+112.5

　　=2396.22(萬元)

　　項目總投資2396.22萬元，噸煤投資159.75元。

　　四、資金籌措

　　根據融資情況，本項目所需建設資金全部由企業自籌解決。自籌資金主要為業主注入自有資金、職工集資、其他企業入股等方式籌集。

　　第三節 成本費用及售價估算

　　一、成本費用估算

　　礦井原煤生產成本費用估算，原則上按照原煤炭部煤基函字[1997]第156號文“關於下發礦井原煤設計成本計算方法”的通知規定，參照其他類似礦井成本費用水平，並結合本礦井實際情況進行估算。主要估算依據如下：

　　1.經營成本

　　(1)直接材料費

　　a.材料、燃料費：按照當地綜合實際價格及設計消耗量或參考類似項目消耗量計算;

　　b.動力費：按照現行綜合電力單價及設計電耗計算;

　　(2)直接工資：參照現有生產井年工資水平，按照礦井配備勞動定員計算;

　　(3)其他直接支出：按照直接工資的14%計算;

　　(4)修理費：按照應修理設備安裝工程固定資產原值及提存率計算，提存率為2.5%;

　　(5)管理費：按照有關文件規定，參照類似礦井管理費水平估算。包括維簡費的50%、地麵塌陷賠償費、礦產資源補償費、企業公司管理費、銷售費用及其他支出等。

　　2.折舊費、維簡費、井巷工程基金、攤銷費、財務費用

　　(1)折舊：按照分類固定資產原值及綜合折舊率計算，地麵建築及構築物年綜合折舊率為2.5%;一般采掘設備年綜合折舊率為10%;其他設備年綜合折舊率為6.67%，殘值率取3%。

　　(2)井巷工程基金：按2.5元/t計算。

　　(3)噸煤維簡費為10.5元，按(92)財工字第380號文件規定的50%計算。另外的50%列入經營成本中的管理費。

　　(4)攤銷費：無形資產及遞延資產按10年攤銷。

　　(5)財務費用：因本項目無銀行貸款，不計算財務費用。礦井原煤生產成本估算詳見表8-3-1。

　　經估算，礦井達到設計生產能力後，年總成本費用為1122.75萬元，單位總成本為124.75元/t。

　　表10—3—1 礦井原煤生產成本估算表

　　二、產品銷售及價格

　　本礦井銷售產品為原煤，主要供電廠用煤及民用煤。根據目前貴州省煤炭市場行情，按照煤炭市場指導價280元/t計算。

　　第四節 企業經濟評價

　　一、計算條件及依據

　　1、計算條件

　　項目計算期取10年，建設期22個月，基準收益率為15%。

　　2、計算依據

　　以原國家計委、建設部頒發的《建設項目經濟評價方法與參數》(第二版)、原煤炭工業部1996年頒發的《煤炭工業建設項目經濟評價方法與參數》的規定作為計算依據。

　　二、利潤

　　1、稅金及附加費計算

　　根據六枝特區統一稅費征收標準，每噸煤炭統一稅費為5.47元/t，按照國家財稅製度規定，井巷工程基金、維簡費、管理費、工商管理費、育林費、農業發展基金等已經列入成本，企業經濟評價隻計算增值稅、城市維護建設稅及教育附加稅、資源稅和所得稅。

　　(1) 增值稅

　　應納增值稅=銷項稅-進項稅。其中：煤炭銷售稅率為15%，成本中的原材料、燃料及動力進項稅率為17%。

　　(2) 城市維護建設稅

　　按國家財政部財發字[1993]第42號文件《關於城市維護建設稅征收問題》的通知，以增值稅為計算依據，稅率為1%。

　　(3) 教育附加稅

　　按應繳納的增值稅為計算依據，稅率為5%

　　(4) 資源稅

　　按每噸煤炭10.5元/t估算。

　　(5) 所得稅

　　2、稅率為33%。

　　礦井達到設計生產能力15萬t/a後正常生產年份，計算年銷售及附加稅為598.41萬元。

　　3、利潤

　　按礦井達到設計生產能力(15萬t/a)後正常生產年份，計算年利潤總額為1813.35萬元，上繳所得稅598.41萬元，稅後利潤1215.14萬元。

　　在利潤分配中，每年按可分配利潤的10%提取盈餘公積金。

　　4、財務評價盈利能力分析

　　項目計算期取10年，建設期17個月，基準收益率為15%。

　　財務評價主要盈利能力指標見表9-4-1。

　　表9-4-1 財務評價主要盈利能力執指標

　　從以上財務評價指標表中可以看出，財務評價各主要盈利能力指標較好，財務內部收益率稅後為33.46%，稅前為42.17%。均大於相應的行業基準收益率(15%)。

　　投資回收期(不包括建設時間)(稅後)為25月，(稅前)為27月,投資回收期短。

　　計算期內全部投資財務淨現值(稅後)為2548.760萬元，(稅前)為4020.06萬元，均遠遠大於零。

　　其投資利潤率為22.42%，投資利稅率為51.00指標均較好。

　　上述分析表明，礦井建設有較好的盈利能力，在財務上是可行的。

　　5、建設項目不確定性分析

　　(1)盈虧平衡分析

　　通過計算，按礦井投產後正常年份(以10年為例)的年銷售收入為3375萬元，年固定總成本為1509.64萬元，可變成本為90萬元，年銷售及附加稅為598.41萬元，由此計算項目盈虧平衡點如下：

　　BEP(生產能力利用率)=年固定總成本/(年銷售收入-年可變總成本-年銷售及附加稅)×100%=45.96%

　　BEP(產量)=15×45.96%=6.89萬t。

　　從盈虧平衡點計算來看，礦井生產能力利用率為45.96%，當產量達到6.89萬t時，企業即可以保本，產量盈虧平衡點不高，說明本項目盈利餘地大、礦井建設具有一定的抗風險能力。詳見圖9-4-1。

　　(2)敏感性分析

　　本項目在計算期內可能發生變化的因素有銷售價格、固定資產投資和經營成本等，在達到平衡點以後隨著產量的增加，銷售收入在增加。通過計算分析各主要因素在±20%和±10%變化時對財務評價指標的影響程度，投資變化對各項指標的影響不敏感。

　　通過以上對該項目的經濟分析，各項財務評價指標基本理想，投資效益較好，項目抗風險能力一般。本項目實施後，隻要投資者經營管理跟得上，可實現良好的經濟效益。評價認為，該項目的建設在經濟上是可行的，但除了必要的投資以外，要節約投資，加強管理，控製成本，防範市場風險。

　　(3)建設項目分析說明及綜合技術經濟評價

　　通過以上對項目的技術經濟盈利能力、償還能力和不確定因素分析，各項技術經濟評價指標較理想，投資效益較好，項目的抗風險能力較強。

　　本項目的實施，無論對企業還是對投資商均具有較好的經濟效益，投資效果良好。同時本項目的實施，有利於促進地方經濟的發展、解決當地剩餘勞動力的出路問題，社會效益亦十分明顯。

　　第四節 技術經濟指標