郭家地煤礦（擴建）開采方案設計說明書

郭家地煤礦（擴建）開采方案設計說明書

工程規模：0.45 Mt/a

　　目 錄

　　前　　言 5

　　第一章　井田概況及地質特征 12

　　第一節　井田概況 12

　　第二節　地質特征 14

　　第二章　井田開拓 27

　　第一節　井田境界及儲量 27

　　第二節　礦井設計生產能力及服務年限 33

　　第三節　井田開拓 35

　　第四節　井筒 40

　　第五節　井底車場及硐室 47

　　第三章　大巷運輸及設備 50

　　第一節　運輸方式的選擇 50

　　第二節 礦車 51

　　第三節　運輸設備選型 53

　　第四章　采區布置及裝備 54

　　第一節 采區布置 54

　　第二節　采煤方法 57

　　第三節　巷道掘進 63

　　第五章　通風與安全66

　　第一節　概況 66

　　第二節　礦井通風 75

　　第三節　災害預防及安全裝備 95

　　第六章　提升、通風、排水和壓縮空氣設備 160

　　第一節　提升設備 160

　　第二節　通風設備 171

　　第三節　排水設備 174

　　第四節　壓縮空氣設備 180

　　第七章　建井工期 185

　　第一節　建井工期 185

　　第二節　產量遞增計劃187

　　第八章　技術經濟 189

　　第一節　勞動定員及勞動生產率 189

　　第二節 投資概算及資金籌措 190

　　第三節　原煤生產成本 192

　　第四節　銷售收入、稅金及利潤估算 193

　　第五節　概略財務評價194

　　第四節　礦井設計主要技術經濟指標 194

　　前　　言

　　根據《關於進一步做好煤礦整頓關閉工作意見的通知》(國辦發[2006]82號)等文件精神，貴州省出台了《貴州省煤礦整合指導意見》(黔煤辦字[2006]291號)文件，確定了貴州省煤礦整合工作方針，並具體規劃了煤礦整合工作步驟。

　　普安縣樓下郭家地煤礦(以下簡稱郭家地煤礦)在《貴州省人民政府關於黔西南自治州興義市等六縣(市)煤礦整合和調整布局方案的批複》(黔府函[2006]201號)指導下，進行整合工作。根據貴州省國土資源廳《關於調整普安縣郭家地煤礦礦區範圍的批複》(黔國土資礦管函[2007]1712號)文確定，郭家地煤礦生產規模為0.45Mt/a，礦區麵積為：4.23 km2，開采標高為：1350～1650m。為此，郭家地煤礦委托重慶華地工程勘察設計院編製《普安縣樓下郭家地煤礦(擴建)開采方案設計》。

　　普安縣樓下郭家地煤礦位於普安縣樓下鎮泥堡村境內，行政隸屬樓下鎮泥堡村，屬擴建項目。原郭家地煤礦開采範圍位於現礦區範圍西南角，開拓規模小，生產規模僅30kt/a，礦區麵積僅0.6956Km2。礦區擴大範圍後，重新選址進行擴建設計，礦井擴界擴能(擴建)後礦區範圍地理坐標為：東經104°58′30″~105°00′32″，北緯25°24′16″~25°26′30″。擴建後礦井不利用原郭家地煤礦的井巷工程和工業場地，井上下係統相互獨立。整合後原生產係統報廢。

　　一、編製設計的依據。

　　(一)地質報告及其他上階段報告及批複文件

　　1、《貴州省人民政府關於黔西南自治州興義市等六縣(市)煤礦整合和調整布局方案的批複》(黔府函[2006]201號)

　　2、貴州省國土資源廳《關於調整普安縣郭家地煤礦礦區範圍的批複》(黔國土資礦管函[2007]1712號)

　　3、2007年12月，貴州省煤田地質局地質勘察研究院提交的《貴州省普安縣郭家地煤礦資源/儲量核實及地質勘探報告》

　　4、《<貴州省普安縣郭家地煤礦資源/儲量核實及地質勘探報告>礦產資源儲量評審意見書》(黔國土規劃院儲審字[2007]964號)

　　5、《關於<貴州省普安縣郭家地煤礦資源/儲量核實及地質勘探報告>礦產資源儲量評審備案的證明》(黔國土資儲備字[2008]111號)

　　6、2008年3月，重慶地質礦產研究院提交的《貴州省普安縣郭家地煤礦地質災害危險性評估報告》及備案登記表

　　(二)設計依據的法規、01manbetx 、規範、條例、細則

　　1、《煤炭工業礦井設計規範》(GB50215-2005)

　　2、《煤礦安全01manbetx 》(2006年版)

　　3、《煤礦安全監察條例》(2000年11月國務院令第296號)

　　4、《煤礦安全基本條件規定》(國家煤礦安全監察局5號令)

　　5、《煤礦建設項目安全設施監察規定》(國家煤礦安全監察局6號令)

　　6、《煤礦救護01manbetx 》

　　7、《防治煤與瓦斯突出細則》(煤安字[1995]第30號)

　　8、《建築物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采01manbetx 》(2000年6月國家煤炭工業局製定)

　　9、《井下探放水技術規範》MT/T 632-1996

　　10、《煤礦井下熱害防治設計規範》MT5019-96

　　11、《礦井抽放瓦斯工程設計規範》(MT5018-96)

　　12、《煤礦工人技術01manbetx 》1996年原煤炭部製定

　　13、《礦井瓦斯抽放管理規範及反風規定》

　　14、《煤礦用帶式輸送機01manbetx 》(MT654)

　　15、《電氣裝置安裝工程施工及驗收規範》GB50254～50259-96

　　16、《建築設計防火規範》GBJ 16-87(2001年版)

　　17、《建築防雷設計規範》GB50057-94

　　18、《建築滅火器配置設計規範》GBJl40-90

　　19、《煤礦井下消防、灑水設計規範》( MT/T 5032-2003)

　　20、《建築抗震設計規範》(GB50011-2001)

　　21、《煤礦井下熱害防治設計規範》MT5019-96

　　22、《礦井防滅火規範》(試行)(1988年，原煤炭部定)

　　23、《煤礦建設01manbetx 》(1997年，原煤炭部製定)

　　24、《建築防滅火器配置設計規範》(GBJ140-90)

　　25、《堤防工程管理設計規範》

　　26、《電氣裝置安裝工程施工與驗收規範》(GB50254-50259-96)

　　27、《建築防雷設計規範》(GB50057-94)

　　28、《工業企業噪聲控製設計規範》(GBJ—75)

　　29、《尾礦庫安全技術規程》

　　30、《民用爆炸物品安全管理條例》

　　31、《煤炭工業礦區總體設計規範》

　　32、《礦山安全法》

　　33、《煤礦井工開采通風技術條件》(AQ1028-2006)

　　34、《煤礦井下粉塵綜合防治技術規範》(AQ1020-2006)

　　35、《煤礦瓦斯抽采基本指標》(AQ1026-2006)

　　36、《煤礦瓦斯抽放規範》(AQ1027-2006)

　　37、《石門揭穿煤與瓦斯突出煤層程序技術條件》MT/T 955-2006

　　38、《石門揭穿突出煤層震動爆破技術條件》MT/T 958-2005

　　39、《礦井通風安全裝備標準》MT/T5016-96

　　40、《工業企業設計衛生標準》衛生部製定

　　41、《礦井通風安全裝備標準》MT/T5016-96

　　42、《煤礦工人技術01manbetx 》(1996年，原煤炭部製定)

　　43、《環境空氣質量標準》(GB3095-1996)

　　44、《地麵水環境質量標準》(GHZB1-1999)

　　45、《工業企業照明設計標準》(GB50034-92)

　　46、《工業企業采光設計標準》(GB50033-91)

　　47、《環境空氣質量標準》(GB3095-1996)

　　48、《地麵水環境質量標準》(GHZBl-1999)

　　49、《大氣汙染物綜合排放標準》(GBl6297-1996)

　　50、《汙水綜合排放標準》(GB8978-1996)

　　51、《工業企業廠界噪聲標準》(GBl2348-1990)

　　52、《煤礦注漿防滅火技術規範》(MT/T702—1997)

　　53、《礦井密閉防滅火技術規範》(MT/T 698—1997)

　　(三)設計依據的政策性文件

　　1、《關於進一步做好煤礦整頓關閉工作意見的通知》(國辦發[2006]82號)

　　2、《國家煤礦煤礦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)

　　2、《關於加強煤礦頂板管理工作的通知》(安監總煤行〔2008〕176號)

　　3、《關於加強煤礦機電運輸安全管理工作的通知》(安監總煤行〔2008〕175號)

　　4、《關於切實做好煤礦建設項目初步設計安全專篇編製工作的通知》(煤安監監察〔2008〕28號)

　　5、《關於加強煤礦建設項目瓦斯抽采工作的通知》(安監總煤監〔2008〕167號)

　　6、《關於遏製煤礦重特大02manbetx.com 的緊急通知》(安監總煤調〔2008〕162號)

　　7、《關於進一步加強煤礦水害防治工作的通知》(安監總煤調〔2008〕160號)

　　8、《關於加強煤塵防治工作的通知》(安監總煤行〔2008〕159號)

　　9、《貴州省煤礦整合指導意見》(黔煤辦字[2006]291號)

　　10、《關於加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作意見》(黔安監管辦字[2007]345號)

　　11、《加強煤礦瓦斯治理和綜合利用工作的實施意見》(黔府辦發[2008]83號)

　　12、《關於加強農民工安全生產培訓工作的意見》(安監總培訓〔2006〕228號)

　　13、《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)

　　(四)其他依據

　　1、貴州省普安縣樓下郭家地煤礦采礦許可證。

　　2、普安縣樓下郭家地煤礦(擴建)開采方案設計委托及承諾書;

　　3、設計人員在現場調查收集的礦井實際情況的有關資料

　　二、設計的指導思想。

　　1、認真貫徹執行國家《礦產資源法》和《礦產資源開采登記管理辦法》;

　　2、認真貫徹執行《煤礦01manbetx 》，結合礦井具體情況，采用切合實際的技術和工藝設備，為礦井安全、正規、持續穩定的生產創造必要條件。

　　3、堅持“安全第一、預防為主”的方針。礦井安全是礦井設計的首要條件，根據礦井災害情況，配備相應適用的、足夠的安全設施、設備和檢測儀器，為礦井安全生產創造必要的前提條件。

　　4、認真貫徹國家環境保護有關政策，努力作到不因礦井開發造成新的汙染和地質災害。

　　5、盡量提高礦井采掘接替的流暢性，作到布局合理、生產集中、係統完善、環節暢通，為礦井安全健康發展打下良好基礎。

　　6、提高礦井的技術裝備、安全裝備水平，結合礦井實際，盡可能降低生產經營成本，提高礦井綜合經濟效益。

　　7、在保證礦井安全生產必備條件的情況下，盡可能簡化係統和環節，縮短建井投產工期，減少工程量，節省投資，提高經濟效益。

　　三、設計的主要特點，主要技術經濟指標和03manbetx 。

　　(一)設計的主要特點

　　1、貴州省普安縣樓下郭家地煤礦(擴建)設計采用斜井開拓，布置3個井筒。主斜井井口標高+1664.9m;副斜井井口標高+1663.5m;回風斜井井口標高+1675m。主、副井口之間平麵距離47m，主井與回風斜井井口之間平麵距離108m。主斜井采用膠帶運輸機運輸，副斜井采用軌道提升運輸，技術、工藝、設備能滿足正規的、安全的、穩定的生產。後期布置北翼回風斜井和副斜井，北翼副斜井井口標高+1820m;北翼風井井口標高+1820m;

　　2、礦井設計為中央式通風係統，前期為中央並列式通風係統，後期為中央分列式通風係統。回風斜井裝備2套同等能力的主要通風機，工作方式為抽出式。各采掘工作麵獨立回風，通風線路暢通、獨立穩定，符合《煤礦01manbetx 》要求。

　　3、礦井劃分為一個水平，水平標高為+1490m，上下山開采。主要開拓巷道布置在煤層底板岩層中。開拓布局較為合理、生產集中、係統完善，環節暢通、可靠。

　　4、井田內可供布置開采的煤層兩層，即17、19煤層。井田劃分為三個采區，采區走向長度550m~2700m，傾斜長700m~1665m。每個采區沿傾斜長170m劃分為一個區段。采區內各煤層聯合布置3條上山，即軌道上山、皮帶上山和回風上山，各上山以斜巷與區段巷道連接。區段內在煤層底板岩層中布置2條瓦斯抽放巷。區段煤層巷道分層布置。

　　5、礦井設計以1個采區、1個回采工作麵達產;采用走向長壁采煤法，單體液壓支柱支護，割煤機割煤，全垮落法管理頂板。礦井投產時布置3個掘進工作麵，即1個17煤層巷道掘進工作麵和2個岩巷掘進工作麵，有利於先抽後采。

　　6、本次設計按煤與瓦斯突出礦井進行設計，采用了預抽煤層瓦斯、開采保護層等綜合防治突出技術措施，並考慮了瓦斯抽采利用。

　　㈡ 主要技術經濟指標

　　1、項目總投資情況

　　⑴ 項目建設估算靜態總投資為：10820.8萬元

　　靜態投資由如下部分構成：

　　井巷工程費：4065.6萬元

　　土建工程費：863.57萬元

　　機電設備購置及安裝工程費：4541.64萬元

　　工程其他費：1350.05萬元

　　⑵ 礦井噸煤投資：240.46元

　　2、主要技術經濟指標

　　⑴ 礦井設計生產能力：0.45Mt/a

　　⑵ 礦井煤炭資源總量：2113萬t

　　⑶ 礦井可采儲量：1456.15萬t;

　　⑷ 礦井服務年限：25.06a;

　　⑸ 礦井開拓方式：斜井開拓

　　⑹ 礦井瓦斯等級：煤與瓦斯突出

　　⑺ 達產時采煤工作麵數：1個

　　⑻ 采煤方法：走向長壁采煤法;

　　⑼ 通風方式：中央並列式;

　　⑽ 職工在籍總人數：669人;

　　⑾ 全員工效：3.06t/工;

　　⑿ 井巷工程量：9677 m

　　⒀ 礦井建設工期：34個月

　　四、存在的主要問題與建議。

　　1、礦區F9斷層以南區域勘探程度不夠。勘探過程中隻布置有4個鑽孔，其中10號、J11號勘探線所布鑽孔隻揭露了F9斷層，對煤層賦存狀況反映不完整、不準確，無法布置開拓開采。

　　2、貴州省煤田地質局地質勘察研究院2007年12月提交的《貴州省普安縣郭家地煤礦資源/儲量核實及勘探地質報告》在進行資源/儲量估算時，根據貴州省普安縣郭家地煤礦的要求，硫分未作要求，估算了平均硫分 (St,d)大於3%的19煤層、26煤層的資源/儲量，但未作19、26煤層的可選性試驗。因此本次設計僅考慮了17、19煤層聯合布置開采，未考慮26煤層的開采。

　　3、建議項目建設單位組織對該區域進行補勘，加大勘探布局網度，查明煤層賦存，並對19、26煤層的可選性進行深入研究，以利於下一步對26煤層的開采，延長礦井服務年限。

　　4、礦井達產建設工程量較大，建設工期長(34個月)，建井施工組織難度較大。建議業主采用外委招標建設。

　　5、各煤層瓦斯含量大，煤田瓦斯儲量豐富。礦井應對瓦斯資源作專題研究，走煤、電、氣綜合開發利用的發展道路，減輕礦井開發對環境的汙染，減少資源浪費。

　　第一章　井田概況及地質特征

　　第一節　井田概況

　　一、交通位置

　　普安縣樓下郭家地煤礦(以下簡稱郭家地煤礦)位於普安縣南麵樓下鎮境內，行政隸屬樓下鎮泥堡村，礦井擴界擴能(擴建)後礦區範圍地理坐標為：

　　東經：104°58′30″～105°00′32″，

　　北緯：25°24′16″～25°26′30″。

　　礦井中心點(主斜井井口)直角坐標：

　　X=35499092.8420，Y=2812754.1960，Z=1664.8810m

　　郭家地煤礦位於普安縣城260°方向，與普安縣城直距約60km，普(安)興(義)公路從礦區北西部經過，礦區內有簡易公路通往興仁縣的新龍場鎮，該礦區西部樓下鎮至南昆鐵路清水河站僅12公裏，礦區煤炭資源的開發具有良好的外部條件，礦區交通較方便。

　　二、地形地貌

　　礦區總體為脊狀山地貌，屬中高山地形。山嶺大致位於區內中部，呈北東～南西向延伸。地勢北高南低，最高為標高2001.7m,最低為1435m,最大相對高差在567m左右;地麵植被較發育，灌木、雜草叢生，部分地段為林場;地麵小衝溝亦較多，並呈羽狀展布，有水，流量在0.2～7l/s左右。

　　礦區河流為山區雨源型河流，河床粗糙，水流湍急，流量變化幅度大。雨季山洪飛瀑，河水暴漲;枯季流量較小。河水主要受大氣降水的控製。

　　礦區內最低點標高為+1435m，為礦區最低侵蝕基準麵。最高點為礦區北部拐點7附近的大坡山頂，標高約為+2015m，相對高差為665m。

　　龍潭組含煤地層多被滑坡及第四係坡積物覆蓋，地形相對平緩。

　　三、氣象及地震

　　區內氣候溫和濕潤，冬無嚴寒，夏無酷暑，雨量充沛，屬亞熱帶高原性季風氣候區。據普安縣氣象站1995～2007年資料：

　　降雨量 年平均1431.1毫米，年最大1997年為1755.6毫米;年最小1996年為1144.4毫米，月最大1997年7月為567.4毫米;日最大1995年10月3日為136.5毫米。最長連續降雨1998年6月26日至7月19日計24天共計282.1毫米，最長連續無降雨1999年12月22日至2000年1月12日計22天。降雨量隨季節性變化較大，5至10月占年降雨量的84.2%，其餘月份僅占15.8%。

　　蒸發量 1995年至2000年為1248.5～1498.7毫米，月最大1998年4月為213.8毫米。年蒸發量(水麵蒸發)大於年降雨量。

　　氣溫 月平均為13.6℃。月平均最高為20.5℃(7月)，月平均最低為4.6℃(1月)，日極端最高1995年6月23日為32.3℃，日極端最低2000年1月9日為～7.9℃。

　　氣壓 月平均最高為841.6毫巴(12月)，月平均最低為834.0毫巴(7月)。

　　濕度 月平均最高相對濕度為88%(7月)，月平均最低相對濕度為78%(4、5月)。月平均日照時數最高為189.8小時(1998年4月)，月平均日照時數最低為27.3小時(2000年2月)。

　　風力 風向以東北風為主，亦常見西南風。曆年最大風速為23米/秒。最大風速多為西南風，一般出現在每年的春季。

　　積雪和積冰 日最大積雪2000年1月31日為14厘米;1996年2月26日電線積冰最大直經13毫米。

　　地溫 地麵月平均為15.5℃，月平均最高為35.7℃(8月)，月平均最低為6.6℃ (2月)。20厘米月平均地溫15.6℃。月平均最高為22.0℃(8月)，月平均最低為8.0℃ (2月)。

　　礦區至今未做過地震基本烈度鑒定，也沒有地震資料記載。據《中國地震烈度參數區劃圖(GB18306～2001，1：400萬)》，該礦區地震烈度為Ⅵ度，地震動峰值加速度<0.05g，據《建築抗震設計規範》(GB50011～2001)，抗震設防烈度為6度。

　　四、礦區經濟概況

　　礦區及其鄰近區域以農業為主，農作物主要有玉米、水稻、小麥、油菜、大豆、馬鈴薯等，經濟作物為煙葉。

　　區內居民的經濟來源仍以傳統的家畜、家禽飼養為主，近年來，勞務輸出逐步成為該區居民的主要收入來源。

　　五、煤田地質勘探簡史及礦區開發現狀。

　　1、礦區勘探史

　　1955年7月，原西南煤田地質勘探局采樣二隊在盤縣、普安、晴隆、興仁等縣進行區域性煤質采樣，填繪了1/5萬地質圖，對煤係分布、煤質及地質構造形態有了輪廓性了解。

　　2007年12月貴州省煤田地質局地質勘察研究院對礦區進行了資源/儲量核實及地質勘探工作，提交了《貴州省普安縣郭家地煤礦勘探地質報告》。

　　2、老窯和小煤礦

　　區內小煤礦和老窯主要沿含煤地層出露地段分布，分別開采17、19及26號煤層,多屬季節性開采。開拓方式為平硐或斜井，規模較大的小煤礦以礦燈照明，放炮采煤，機械通風、排水，馬車及軌道運輸，坑木支護，頂板堅固的不支護或極少支護。開采巷道長度數十至三百多米，最大垂深50米左右。

　　3、礦區開發現狀

　　原郭家地煤礦始建於1995年，2001年12月獲得采礦許可證，其采礦許可證號為：5200000142102，規模為3萬t/年，礦區麵積 0.6956 km2，開采標高1360-1400 m，礦區拐點直角坐標為：A，2811540.00，35497530.00;B，2811540.00，35498000.00;C,2810120.00，35498000.00;D，2810000.00，35497530.00;該礦為片盤斜井開拓，走向短壁後退式采煤法。

　　六、煤炭運銷和經濟效益情況。

　　礦區交通條件較為優越，區內煤炭除少量供當地民用外，大量供省內外工業之需。區內煤礦企業經營效益普遍較好。

　　七、有無文物古跡旅遊區及其它地麵建築等情況。

　　礦區為脊狀山地貌，屬中高山地形。區內無文物古跡旅遊區，也無需重點保護的地麵建築等。

　　八、現有水源、電源情況。

　　礦區現有主要水源能夠滿足礦井生產、生活之需。

　　礦區電源主要有樓下鎮110kv變電站，青山鎮110kv變電站。

　　第二節　地質特征

　　一、區域構造

　　礦區位於揚子準地台西南緣，黔北台隆六盤水斷陷普安旋扭構造變形區，黔西南渦輪構造帶上的下甘河斷裂與潘家莊背斜之間。亦是昆明山字型東翼反射弧與廣西山字型西翼反射弧的交接部位。

　　二、礦區構造

　　(一)基本形態

　　郭家地礦區位於魚龍向斜與泥堡背斜之間，屬魚龍向斜的南東翼。總體構造形態為一走向北東、傾向北西的單斜構造。在F8斷層以北地層走向變化為近北向，傾向為西，F8斷層以南的東部為北東向，傾向為北西，西南角走向變為近南北向，傾向為西，總體該礦區地層走向為20-45°，傾向為280-315°，地層傾角一般在12°左右。區內未見次一級褶曲。

　　(二)斷層

　　區內已發現斷層7條，主要分布在礦區的北西及南東兩邊，其展布方向主要為北東向，一般呈北東30°～45°左右，以正斷層為主。落差大於或等於30米的斷層有3條，落差小於30米4條;地麵5條，見表1-2-1;地下隱伏斷層2條，見表1-2-2。

　　其中落差小於30的4條斷層：地麵2條，地下隱伏斷層(斷點)2條;正斷層4條。

　　三、構造複雜程度

　　綜上所述，礦區總體為一單斜構造，局部斷層較發育，且以走向斷層為主，其礦區內落差大於30m的斷層，F8斷層、F9斷層已查明，F1斷層基本查明。地層產狀沿走向和傾向均有一定變化，構造複雜程度可按第二類～中等構造考慮。

　　四、區域地層

　　本區與盤縣煤田鄰近，其區域地層劃分可參考盤縣煤田區域地層簡表，見表1-2-3。本區飛仙關組第一、二段(T1f 1+2 )與該區域地層簡表中的下段(T1f 1 )大致相當，第三段(T1f 3 )、第四段(T1f 4 )、第五段(T1f 5 )與表中的上段(T1f 2 )大致相當。

　　五、礦區地層

　　本區及鄰近出露的地層為二疊係下統茅口組至三疊係下統飛仙關組，現從老到新分述如下：

　　下統茅口組(P1m)：出露不全，分布於泥堡背斜軸部的三道溝附近。主要為淺灰色、深灰色中厚層狀、厚層狀灰岩，含白雲質團塊或白雲岩，具縫合線構造，產腕足類、蜓等動物化石。頂部有厚約3米左右的紅褐色矽質角礫灰岩(矽質蝕變岩，相當於大廠層)，角礫結構，堅硬。與上覆峨眉山玄武岩組呈假整合接觸。

　　二疊係上統(P2)

　　1、峨眉山玄武岩組(P2β)：出露不全，分布於勘探區東南部，主要岩性為灰綠色拉斑玄武岩及玄武岩、暗綠色火山角礫岩。上部夾中厚層狀灰岩，含灰岩團塊、腕足類及海百合化石。頂部20米左右為綠灰色含礫凝灰岩。為含煤地層的沉積基底。與上覆龍潭組呈假整合接觸。

　　2、龍潭組(P3l)：勘探區主要含煤地層，為一套海陸交互相沉積。岩性由灰色、深灰色泥質粉砂岩、粉砂質泥岩、粉砂岩、泥岩、泥灰岩、煤層及灰岩組成。具水平層理、波狀層理、交錯層理，含腕足類、瓣鰓類、介形蟲等動物化石，含大羽羊齒、鱗木等植物化石及植物化石碎片、煤核等。組內連續沉積，含煤13-29層，一般20層左右，可采煤層4層。厚度205-248m，平均222m。龍潭組厚度有自西向東逐漸增大的趨勢，特別是魚龍向斜軸部厚度最大。根據岩性及其組合、沉積特征分為上、下二段：

　　下段(P3l1)：B5頂界至含鋁凝灰岩底界。中上部以粉砂岩、泥質粉砂岩為主，多含植物化石;中部為26號全區可采煤層;下部夾1-4層灰岩，含動物化石，厚度50-96m，平均80m。

　　上段(P3l2)：B5頂界至12號煤頂界。以粉砂岩、粉砂質泥岩、泥質粉砂岩為主，局部夾細砂岩、灰岩。主要含動物化石，中上部含煤層數層，有17號全區可采煤層， 19號大部可采煤層，18號零星可采。中下部夾煤線，多含植物化石碎片，無可采煤層。厚度131-164m，平均142m。

　　3、長興組(P3c)：含煤地層頂界至12號煤頂界。岩性以灰色灰岩、淺灰色粉砂質泥岩、泥質粉砂岩為主，夾鈣質泥岩及泥岩，具水平層理、微波狀層理，富含腕足類及瓣鰓類等動物化石，含植物化石碎片。含煤層1-5層，均不可采。本組地層在地表上常呈一小陡坎，頂部呈一小平台。厚度105-148m，平均116m。與下伏地層呈整合接觸。

　　三疊係下統(T1)

　　1、飛仙關組(T1f )：分布於勘探區中部。岩性主要為灰綠色、灰色、紫灰色、灰紫色粉砂岩、泥質粉砂岩、粉砂質泥岩、灰岩等，具波狀層理、交錯層理，含瓣鰓類及腕足類動物化石。組內連續沉積，與下伏地層呈假整合接觸。厚度525-630m，平均580m。根據岩性分為五段：其中本區出露飛仙關組一、二段及三段。

　　第一、二段(T1f 1+2 )：主要為灰綠色泥質粉砂岩、粉砂質泥岩及粉砂岩，夾細砂岩、鮞狀灰岩及泥質灰岩，含瓣鰓類、舌形貝等動物化石。底部具水平層理及植物化石碎片。厚度169-221 m，平均為198m。

　　第三段(T1f 3 )：岩性主要為灰紫色、紫灰色泥質粉砂岩、粉砂岩、粉砂質泥岩，夾細砂岩、泥岩。在本區出露不全。

　　第四係(Q)：分布廣泛，主要由鬆散的崩塌物、坡積物、溝穀衝積物、粘土等組成，厚度0-20米。

　　與下伏地層呈不整合接觸。

　　六、煤層及煤質

　　(一)含煤性

　　礦區含煤地層為長興組和龍潭組。據現有資料，長興組僅含幾層不穩定的薄煤層或煤線，不含可采煤層，在此不予詳述。龍潭組為礦區主要含煤地層，厚度205～248米，平均222米。含煤13～29層，一般20層左右，煤層全層總厚14.14～30.57米，平均19.87米，含煤係數為9.0%。各組段含煤情況見表1-2-3。

　　可采煤層主要分布在龍潭組上段上部的40米左右剖麵內和龍潭組下段中部的15米左右剖麵內。

　　表1-2-3 龍潭組含煤層情況

　　可采煤層分述：

　　17號煤層

　　位於龍潭組上段頂部，是礦區主要可采煤層。區內有一個斷薄點，位於1002孔，該孔以南應為不可采點，一個斷失點，位於J1101孔。煤層采用厚度變化大，在11勘查線以北的北東麵厚度大於3.50m，在11勘查線以南有變薄之趨勢，1001孔為0.80m，1002號孔為0.44m，是否屬斷薄或是正常變薄現象，有待研究。其餘較穩定。見插圖1-2-2。

　　該煤層含夾石0～2層，煤層上部的一層夾石較穩定，單層厚度0.05～0.57米，為炭質泥岩;下部夾石不穩定，單層厚度0.05～0.21米，主要為泥岩。

　　煤層厚度變化主要與基底起伏有關。較厚的煤層出現在原先地勢的低處，較薄的煤層則出現在高處。由於植物遺體都首先在低窪處堆積，隨著泥炭層的不斷堆積加厚而逐漸連成一片。

　　頂板岩性為深灰色粉砂質泥岩、偶為泥質粉砂岩、泥灰岩，夾菱鐵礦薄層，水平層理發育。含動物化石，局部含植物化石碎片。

　　底板岩性：頂部0.4米左右為含根泥岩，其下為粉砂岩或泥質粉砂岩、粉砂質泥岩。

　　19號煤層

　　位於龍潭組上段上部，層位穩定，厚度變化不大，除1202孔厚度為0.28m，1002孔為斷失，其餘均在1.30m-3.50m間，總體上往東南方向有變薄之趨勢，往北西變厚。見插圖1-2-3。

　　該煤層一般含夾石1～4層，單層厚度0.06～0.76米，主要為炭質泥岩。頂部0.10～0.40米為含根泥岩。

　　頂板岩性：為粉砂岩或細砂岩，局部為泥質粉砂岩。

　　底板岩性：主要為含碳泥岩、粉砂質泥岩、泥質粉砂岩，局部粉砂岩。

　　七、水文地質：

　　(一)區域水文地質概況

　　本區屬雲貴高原與廣西丘陵盆地過渡帶的中高山地形，地勢總體為西北部高，東南部低，山體多與構造線一致。北東向延伸的主要山脊屬珠江水係支流北盤江與南盤江之分水嶺。在碳酸鹽岩區發育岩溶地貌，非可溶岩區發育河穀地貌。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)、497.71l/s (1988.7.15，潘家莊附近)，枯水期為12月至次年3月，洪水期為6～10月，最高洪水位高於平常河水麵1～7m左右。河水流量變化與降雨量變化一致。

　　(二)礦區水文地質條件

　　1、地層含水性

　　根據岩性組合，岩層富水性和可采煤層賦存空間因素，自下而上將礦區內地層含水性簡述如下。

　　1)峨眉山玄武岩組 (P3β)：出露在東南部邊界的F1斷層附近。該組未發現泉水。該組含水性弱，為相對隔水層。

　　2)龍潭組(P3 l)：該組泉水流量為0.01～0.28 l/s,主要由淺部風化裂隙水出露而成。施工的10個鑽孔中有4個在該組漏水，水位標高為1609.85-1866.99m.J1102號孔對P3 l、P3c一起抽水,結果:靜止水位標高1692.07m，湧水量為0.0937 l/s,單位湧水量 0.00124l/s.m。滲透係數為0.00091m/d，水化學類型為HCO3—Ca型。該組含水性弱，為礦井直接充水地層。除淺部含風化裂隙水、構造裂隙水和其夾的灰岩層局部有少量層間溶隙水外，煤層淺部還有礦窯積水。勘探區含煤地層出露帶老窯較多，以平硐、斜井為主，目前生產礦井主要為礦區邊界的興仁縣效益煤礦。這些煤礦采空和積水情況目前難以查明。在開采淺部煤層時，可能會誘發老窯透水。

　　表1-2-5 區域地下水類型及含水岩組富水性特征簡表

　　該組在大部分地帶被第四係鬆散物覆蓋，接受第四係孔隙水、裂隙水補給條件良好。該組有間歇性有水的溝溪經過，煤礦開采時局部地帶可能要受溝溪水滲入、灌入等影響。

　　3)長興組(P3c)：該組出露泉水較大，主要在礦區南西部響水一帶排泄，最大為318號泉，據泥堡勘查區1999年4月至2000年5月對其進行長期觀測，流量3.24～8.46 l/s。而此次勘探由於工期短，未進行長期觀測工作。但在2007年8月22日對其偶測流量時，流量達9 l/s，主要為降水入滲補給影響新至。據采樣化驗結果：水化學類型為HCO3～Ca.Mg型，礦化度為0.219g/l,PH值7.91。該組岩性以碎屑岩為主，中夾數層灰岩，單層灰岩厚度一般小於7.00m，該組含層間溶隙水，據J1102號孔對P3c、P3l一起抽水，Q=0.0937 l/s，湧水量較小。施工的10個鑽孔有7個在該組漏水，水位標高為1612.30～1746.88m。該組總體應為弱含水層,當煤礦采空產生導水裂隙帶溝通該組時，該組地下水落入礦井，增加湧水量。該組將成為礦井主要的充水含水層。

　　由於P3c與P3l均以碎屑岩為主，屬基岩裂隙含水層，存在水力聯係，可視為統一的含水係統，富水性弱，所含裂隙水成為未來礦井的主要充水水源。

　　4)飛仙關組(T1f1+2 )：該組岩性以砂泥岩為主。據調查該段泉水少且小，流量為0.03～0.11l/s。據312號泉采樣化驗，水化學類型為HCO3～Ca.K+Na，礦化度為0.085g/l，PH值7.66。除淺部含風化裂隙水外, 深部含水性弱，為相對隔水層。

　　5)滑坡：透水性好，含少量裂隙水、孔隙水、富水性弱。

　　6)第四係鬆散物：本層主要為殘坡積物，其孔隙度大，透水性好，接受降雨補給條件良好。據調查泉水流量為0.02～1.69 l/s，一般為0.40 l/s左右，含孔隙水，富水性弱。

　　2、斷層導水性

　　勘探區內斷層F1、F8、F9斷距較大。從鑽孔水文資料03manbetx ，未發現有明顯湧、漏水現象，勘探區內斷層切割溝溪處尚未發現有泉水出露或漏水現象。但本區斷層由於斷距大，切割至下伏茅口組，造成下伏茅口組岩溶含水層與底部煤層26號接觸，同時使中部17、19號煤層與茅口組間隔水層變薄，成為茅口組中承壓水向礦井突水的通道。

　　3、地表水

　　勘探區內小衝溝發育，並呈羽狀展布;溝水動態變化極大，季節性變化十分顯著，雨季暴漲，枯季流量較小或幹枯，對開礦有一定影響。界外有泥堡小河和格界田小河，流量達300-1000 l/s 。對開礦無影響。

　　4、地下水、地表水動態變化

　　根據泥堡勘查區資料，其中318號泉流量動態1999年4月至2000年5月流量觀測資料。如插圖1-2-5(未收集降雨量資料)。7～9月(雨季)流量高，2～6月(平、枯季)流量低。與降雨有明顯關係。

　　5、礦床水文地質類型及礦井充水因素

　　1)水文地質類型

　　礦區最低侵蝕基準麵標高為1435m，煤層出露標高為1545-1725m左右。礦區出露地層中長興組(P2c)、龍潭組(P3l)為弱含水層，飛仙關組(T1f1+2)、峨嵋山玄武岩組(P3β)地層，為相對隔水層。自然條件下，長興組含水層和地表衝溝水與煤礦未發生溝通，對局部(小麵積)煤礦開采沒有大的影響。隨著煤礦采厚和采空麵積增加，產生導水裂隙帶達長興組或地表，地表發生地裂、沉降等，長興組含水層、地表衝溝水和大氣降雨均對礦井有影響。而含煤地層龍潭組下伏茅口灰岩強含水層，由於在本區未見地下水露頭點出露，水位埋藏深，但由於斷層發育，斷距大，特別是F1 、F8、F9號煤層，可能造成下伏茅口灰岩岩溶含水層與可采煤層接觸，成為今後開采主要的可能突水地帶，使水文地質條件變得複雜。故該礦區屬以大氣降水為主要補給水源的頂板充水的裂隙充水礦床，水文地質條件中等偏複雜。

　　2)充水因素03manbetx

　　該礦區直接充水水源為含煤地層本身及上覆長興組中裂隙水，間接充水水源為大氣降水，茅口組中地下水;充水途徑主要為礦井頂板冒落的導水裂隙帶、斷層帶，而沿斷層帶及煤層露頭地帶的原小窯分布區，為可能的突水地帶。

　　6、礦井湧水量預算

　　根據地質勘探報告，礦井湧水量采用“大井法”進行預算。

　　該礦區設計生產能力為0.45Mt/年。目前先期開采地段範圍，西部以F8斷層為界，南以11勘查線為界，東部以礦界為界，麵積約1.30km2。根據礦井開拓設計方案，本次預算礦井湧水量最低水平為+1350m。礦區內礦床開采的主要充水水源為含煤地層本身的上覆長興組地層的基岩裂隙水。今後礦床開采後疏排水，地下水表現為承壓～無壓狀態，因此，本次礦井湧水量預算公式采用穩定流承壓～無壓“大井”公式計算。

　　公式為：Q =

　　式中：Q—礦井湧水量(m3/d)

　　k—含水層滲透係數(m/d)

　　H—疏幹時水頭高度(m)

　　h—疏幹時潛水水位(m)

　　M—含水層厚度(m)

　　R—引用影響半徑(m)

　　r—引用半徑(m)

　　1)計算參數的確定

　　(1)滲透係數的確定

　　本次預算所采用的含水層滲透係數(K)，根據本次J1102號孔抽水試驗資料確定，K值為0.00091m/d。

　　(2)含水層厚度的確定

　　本次預算采用的含水層厚度根據J1102號孔抽水層段的灰岩、細砂岩厚度確定，厚度為112.92m。

　　(3)水頭高度(H)和潛水位(h)

　　本次預算水平為+1350m，先期開采地段範圍內抽水鑽孔的靜止水位標高為+1692.07m，礦井疏幹排水時，k=0，H=342.07m。

　　(4)引用影響半徑(R)和引用半徑(r)的確定

　　本次先期開采範圍總體形狀為“長方形”，麵積約1.3km2，通過公式：

計算得：Q=1239m3/d

　　考慮到今後開采後的變化，受大氣降水的影響，雨季湧水量增大，根據318號動態觀測資料，變化幅度為2.47，因此雨季最大湧水量為3060m3/d。

　　由於《地質報告》僅以一個抽水孔資料預算礦井湧水量，所獲得的水文地質參數有一定局限性，但總體認為采用的計算方法是可行的，結果可供設計時參考。

　　與郭家地煤礦相鄰的恒泰煤礦(30萬噸/年)，該礦麵積約4.8Km2,據調查該礦水文地質條件與郭家地煤礦的水文地質條件相似，湧水量主要受大氣降水補給，季節變化較明顯，實測湧水量為2.5～44.5l/s,平均約16l/s。采用類比法預算郭家地煤礦由該礦估降雨入滲係數為0.3,由該數據估算本礦采空麵積最大時平均湧水量：

　　Q1/S1=Q2/S2

　　式中，Q1-郭家地煤礦預計湧水量，l/s;

　　Q2-恒泰煤礦已知湧水量，l/s;2.5~44.51 l/s

　　S1-郭家地煤礦礦區麵積，Km2，4.23 Km2

　　S2-恒泰煤礦已知采空區麵積，Km2，1.90Km2

　　經計算，Q1=Q2S1/S2

　　=2.5~44.51×4.23/1.90

　　=5.57~99.09l/s=20.04~356.74 m3/h，平均188.39 m3/h

　　本次設計綜合《地質報告》計算結果及類比鄰近礦井湧水量情況，取正常湧水量200 m3/h，最大湧水量400 m3/h。

　　九、地質勘探程度及存在問題：

　　(一)地質勘探評價。

　　貴州省煤田地質勘察研究院於2007年12月提交的《貴州省普安縣郭家地煤礦勘探地質報告》作為本次設計最終依據的地質資料。該報告全麵總結了地質勘察工作過程及取得的勘察成果。勘察作業在郭家地礦區範圍內分別布置有6條地質勘查線及相應的取芯鑽孔，所采用的勘察方法、勘察類型歸屬及勘探基本網度布局等基本能滿足煤田開發的要求，工作成果及取得的各類基礎指標基本能滿足礦井開采設計的需要。

　　(二)勘探成果中對開采的影響因素03manbetx

　　1、地質構造對開采的影響

　　礦區內揭露的F8、F9大斷層將井田範圍切割為三個區域，對礦井的整體性開采布局造成較大影響。礦井建設生產過程中，必須留足斷層隔離煤柱，不得開采破壞。井巷接觸斷層前，必須采取措施，防範破碎圍岩、斷層水、瓦斯的危害。

　　2、煤層對比的可靠性和穩定性分析

　　本次資源/儲量核實及地質勘察工作根據岩性、古生物、物性特征建立煤層對比標誌層8個，煤層4層。其中可采煤層對比結論如下：

　　17號煤層 位於龍潭組頂部，上距B3一般3米左右，對比標誌明顯，其對比可靠。

　　19號煤層 B4為其直接頂板，對比標誌明顯，對比可靠。

　　3、資源/儲量可靠性評價

　　資源/儲量核實及地質勘察工作所采用的方法科學，計算方法的選擇、消耗量變動的計算及計算範圍合理，計算結果作為本次設計采用的資源/儲量，應屬可靠。

　　4、其它開采條件的影響分析

　　礦區南部邊界有滑坡，地表樹林有傾斜現象，未發現明顯活動。礦區地表衝溝發育，暴雨季節有山洪暴發。斜坡、邊坡有撤落、崩塌現象，特別在礦界附近，煤礦采空引起山體開裂、下沉等，存在滑坡隠患。需采取措施防止地質災害造成較大的損失及傷害。

　　區內礦體圍岩主要為層狀的堅硬半堅硬碎屑岩和可溶性碳酸鹽岩。根據區域資料，礦井建設生產過程中，巷道、石門有頂部垮落、塌幫、底鼓、縮徑等現象，采空區有自然垮塌、周期來壓等現象。對礦井開采過程中的頂板支護方式及支護材料有一定的選擇性。

　　(三)存在的問題及建議

　　1、貴州省煤田地質局地質勘察研究院2007年12月提交的《貴州省普安縣郭家地煤礦資源/儲量核實及勘探地質報告》在進行資源/儲量估算時，根據貴州省普安縣郭家地煤礦的要求，硫分未作要求，估算了平均硫分 (St,d)大於3%的19煤層、26煤層的資源/儲量，但未作19、26煤層的可選性試驗。因此本次設計僅考慮了17、19煤層聯合布置開采，未考慮26煤層的開采。

　　2、建議項目建設單位組織對該區域進行補勘，加大勘探布局網度，查明煤層賦存，並對19、26煤層的可選性進行深入研究，以利於下一步對26煤層的開采，延長礦井服務年限。

　　3、礦井所采煤層為中高～高硫煤，自燃傾向性等級為Ⅰ～Ⅱ級，但礦井無煤層的自燃發火期的觀測資料，對開采布置的準確控製有一定的影響。

　　4、勘探成果確定的井下湧水屬HCO3、SO3化學類型，應為酸性水，但無井下湧水的PH值測定值。設計按PH值小於7考慮相關設備配置。

　　5、建議礦井投產前及生產過程中及時補充煤層自燃發火期觀測及井下湧水的PH值測定，以檢驗相關配置、措施的有效性。

　　第二章　井田開拓

　　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《關於調整普安縣郭家地煤礦礦區範圍的批複》(黔國土資礦管函[2007]1712號)文確定。郭家地煤礦生產規模為45萬t/年，礦區麵積為：4.6452 km2，開采標高為：1350～1650m。

　　二、儲量：

　　(一)資源/儲量估算範圍

　　根據礦貴州省國土資源廳批複的礦區範圍及礦區範圍允許開采標高內，該礦區範圍由18個拐點圈定(見表1-1-3)，麵積4.6452km2，開采深度：+1350m～+1650m標高。進入資源儲量估算的煤層為17、19、26煤層。其它煤層可采點不成片，此次工作未進行資源量估算。

　　(二)資源/儲量估算方法

　　資源儲量估算方法，依據《煤、泥炭地質勘查規範》(DZ/T0215-2002)執行。采用煤層底板等高線地質塊段法進行資源量估算。計算公式：

　　Q=S×H×d÷cosα

　　式中Q——資源量(t)

　　S——塊段平麵投影麵積(m2)

　　H——塊段煤層平均厚度(m)

　　d——煤層視密度(t/m3)

　　a——塊段煤層平均傾角

　　(三)資源/儲量估算工業指標

　　根據《煤、泥炭地質勘查規範》(DZ/T0215-2002)附錄E表E.2煤炭資源量估算指標的規定：煤層傾角小於25°，無煙煤及貧煤最低可采厚度采用0.80m，最高灰分 (Ad)為40%，硫分 (St,d)依據貴州省普安縣郭家地煤礦的要求，硫分不作要求，最低發熱量(Qnet,ar)為22.1MJ/kg;郭家地煤礦礦區煤層傾角為10°～19°，煤類均為無煙煤，因17煤層平均硫分 (St,d)小於3%，19煤層、26煤層平均硫分 (St,d)大於3%，故本次資源量估算17煤層按硫分 (St,d)小於3%估算，19、26煤層按硫分 (St,d)大於3%估算。

　　(四)資源/儲量估算參數的確定

　　1、算量煤層厚度利用原則及質量如下：

　　1)塊段周圍工程點及塊段內工程點煤層厚度大於或等於0.80m，且各工程點煤層綜合驗收質量必需為合格或合格以上;

　　2)厚度異常點：在塊段內厚度受構造影響產生厚度陡然變大或變薄的異常點，用塊段內其它見煤點的平均厚度值替代該點厚度值，該厚異常點厚度不參加該塊段資源量估算;

　　3)不可采點：對尖滅點采用中點插值法求得“0”點邊界線，圈定尖滅區;最低可采厚度邊界線用內插法求得，圈出不可采區;參加資源量估算時，不可采點采用厚度用內插法求得的可采厚度0.80m參與計算;

　　4)采用厚度

　　(1) 煤層中單層厚度小於0.05m的夾矸，在全層灰分<40%的前提下與煤分層合並計算。

　　(2) 夾矸厚度小於煤層的最低可采厚度(0.80m)，且煤分層厚度均等於或大於夾矸厚度時，將煤分層厚度相加，作為采用厚度。

　　(3) 結構複雜煤層和無法進行煤分層對比的煤層，當夾矸總厚度不大於煤分層總厚度的1/2時，以各煤分層的總厚度作煤層的采用厚度。

　　2、塊段平均厚度

　　塊段周圍工程點及塊段內工程點煤層厚度的算術平均值。

　　3、視密度

　　用煤層平均視密度參加資源量估算。煤層視密度見表2-1-1。

　　表2-1-1 各煤層視密度一覽表

　　煤層編號171926

　　視 密 度1.521.611.69

　　4、塊段麵積

　　塊段投影麵積在計算機上用麵積命令直接在煤層底板等高線及資源量估算圖上取得。

　　塊段斜麵積將塊段的投影麵積除以塊段平均傾角的餘弦值而獲得。

　　5、塊段傾角

　　在煤層底板等高線及資源量圖上直接量取並結合剖麵圖相應位置量取，將量取的諸傾角取算術平均值為塊段平均傾角。

　　(五)采空區邊界圈定

　　根據煤礦方提供的資料，以礦區實際采空範圍圈定采空區。截止到2007年9月15日，平麵積共約190千平方米，采空量為75萬t。

　　(六)塊段劃分

　　資源儲量估算塊段劃分，原則上以達到相應控製程度的勘查線、煤層底板等高線或主要構造線為邊界。相應的控製程度，是指在相應密度的勘查工程見煤點連線以內或在連線之外以本種基本線距(坑道見煤點間距)的1/4距離所劃定的全部範圍。

　　跨越斷層劃定探明的和控製的塊段時，均在斷層的兩側各劃出30m～50m的範圍內作為推斷的塊段。斷層密集時，不跨越斷層劃定探明的或控製的塊段。

　　探明的或控製的塊段不直接以推定的老窯采空區邊界、風化帶邊界或插入劃定的煤層可采邊界為邊界。

　　(七)資源/儲量類型確定條件

　　礦區內煤層屬較穩定型，構造複雜程度屬中等。按《固體礦產資源/儲量分類》(GB/T17766-1999)要求，根據煤層的工程控製程度將本區煤炭資源劃分為探明的內蘊經濟資源量(331)、控製的內蘊經濟資源量(332)和推斷的內蘊經濟資源量(333)三類。

　　331類：在較穩定煤層中劃分，工程線距為500m、孔距<500m。該地段的煤層層位、厚度、結構、煤質、煤類、煤層產狀已查明，煤層對比可靠，煤層底板等高線已控製，並且查明了落差>30m的斷層，經濟意義為內蘊經濟的。

　　332類：在較穩定煤層中劃分，工程線距為1000m、孔距<1000m，經濟意義為內蘊經濟的。

　　333類：較穩定煤層中以2000m線距圈定，經濟意義為內蘊經濟的。

　　另外，資源量的類別劃分還遵循下述原則：(1)在探明的及控製的內蘊經濟資源(332)範圍內，斷層兩側留設30m斷層煤柱，將其估算為推斷的內蘊經濟資源量(333);(2)在探明的及控製的內蘊經濟資源範圍內，煤層風氧化帶側以30m圈定推斷的內蘊經濟資源;(3)煤層風氧化帶內不估算資源量。

　　資源量估算截止日期2007年12月30日，將F8、F9斷層之間的範圍定為先期開采地段。

　　(八)資源/儲量估算結果

　　1、全區共獲得查明資源量2113萬t，其中：

　　探明的內蘊經濟資源量(331)為546萬t;

　　控製的內蘊經濟資源量(332)為461萬t;

　　推斷的內蘊經濟資源量(333)為1106萬t;

　　2、先期開采地段獲得查明資源量1065萬t，其中：

　　探明的內蘊經濟資源量(331)為448萬t;

　　控製的內蘊經濟資源量(332)為280萬t;

　　推斷的內蘊經濟資源量(333)為337萬t;

　　(331+332)/(331+332+333)為68%。

　　資源/儲量估算結果見表2-1-2。

　　(九)工業資源/儲量

　　礦井工業資源/儲量=(331)+(332)+(333)×K

　　=546+461+1106×0.8=1891.8 萬t

　　(333)可信度係數K按礦井地質構造複雜程度取0.8。

　　(十)設計資源/儲量

　　1、煤柱損失煤量計算

　　1)風氧化帶煤柱及煤量損失計算

　　礦井開采煤層露頭在礦區內有出露，在地質儲量核實報告中已扣出風氧化帶資源儲量，設計按淺部留設礦井邊界煤柱計算儲量損失。

　　2)井田邊界煤柱及煤量損失計算

　　沿井田上、下邊界沿傾向留設30m煤柱。

　　上、下邊界煤柱損失：Q=L×B×M×γ

　　式中：L—煤柱長度，m

　　B—煤柱留設寬度,m

　　M—煤層厚度,取3層煤采用平均厚度的總和，m

　　γ—容重,取平均值1.52t/m3

　　計算儲量損失為(333)55.7萬t;

　　計算儲量損失為(333)55.7萬t;

　　3)井筒保護煤柱

　　礦井主井筒均布置在煤層頂板側，從頂板穿越煤層，根據《建築物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》第85條規定，設計按 “斜井保護煤柱的留設”方法計算保護煤柱尺寸。

　　留設方法為在平麵圖上通過受護對象角點作矩形，使矩形各邊分別平行於煤層傾斜方向和走向方向;在矩形四周作圍護帶，該圍護帶外邊界即為受護邊界。采用垂直剖麵法確定受護對象煤柱。沿走向方向岩石移動角取δ=75°，上山移動角γ=75°，下山移動角β=66°。其中

　　煤層中固定支承壓力帶的寬度按下式計算：

　　S=2S1+2a

　　式中：L—斷層煤柱寬度，m;;M—煤厚或采高，m;K—安全係數，取2.5;Kp—煤的抗張強度，取1MPa;P—水頭壓力，取1MPa。

　　根據以上公式計算，各煤層的斷層一側煤柱的寬度最大為17號煤層，為12.12m，考慮到斷層附近的次生構造，設計斷層一側煤柱寬度均留設30m。

　　由於在儲量計算過程中，已扣除斷層煤柱煤量損失，本次計算不再進行扣減。

　　2、計算礦井設計資源/儲量。

　　礦井設計資源/儲量=礦井工業儲量-煤柱損失=1891.8-55.7×0.8-14.6=1832.6 萬t。

　　(十一)設計可采儲量。

　　地麵主井工業廣場及小寨頭村莊已處於斷層隔離煤柱、礦井邊界煤柱及煤層露頭煤柱保護範圍內，設計不再重複計算保護煤柱。

　　礦井可采儲量=(設計資源/儲量-工業場地壓煤)×采區回采率

　　=1832.6×0.8=1466.1萬t

　　第二節　礦井設計生產能力及服務年限

　　一、礦井建設規模

　　(一)礦井工作製度

　　根據《煤炭工業礦井設計規範》(GB50215-2005)，礦井工作製度為：礦井年工作日330d，井下“四.六”作業製，每天三班生產、一班檢修，每天淨提升時間為16h。

　　(二)礦井生產能力

　　根據《貴州省人民政府關於黔西南自治州興義市等六縣(市)煤礦整合和調整布局方案的批複》黔府函[2006]201號文件，郭家地煤礦為擴界、擴能(擴建)礦井，擴建後生產能力為0.45Mt/a。合理確定礦井生產能力，對礦井采掘布置安排、礦井通風運輸係統、礦井生產的穩定性及可靠性、建設投資、投產期和達產期等至關重要。本次郭家地煤礦規模按0.45Mt/a設計，是否合理可行，從以下幾個方麵進行分析論證。

　　1、市場狀況

　　郭家地煤礦擴建項目是作為建設貴州宜化、貴州興化煤化工項目的供煤基地，貴州宜化、貴州興化兩個項目投產後，年耗煤量將達到200萬t，郭家地煤礦生產的煤炭仍不能滿足貴州宜化、貴州興化的用煤需求，煤炭銷售市場穩定。

　　2、資源條件

　　本井田地質構造為二類～中等，在井田範圍內開采的3層煤總厚為6.79m，緩傾斜煤層;礦井占用煤炭資源2233萬t，資源量豐富，能夠滿足礦井設計生產能力的要求。

　　3、采區及工作麵布置

　　礦井以F8、F9斷層為界，劃分為三個區域，采用單水平上下山開拓。

　　設計將一采區定為首采區，可以減少初期建井工程量，投產期相對較短。礦井投產後，布置1個回采工作麵達產。同時布置1個瓦斯預抽工作麵，布置3個掘進工作麵保證礦井的采掘接替，有利於礦井的集中生產。

　　4、礦井人力資源和投資能力

　　(1)人力資源：該礦鄰近礦井開采曆史較長，可引進有經驗的采掘隊伍，且礦井已聘請了相關專業的工程技術人員，對於該礦井及周邊的地質情況、煤層頂底板狀況及開采技術條件都比較了解;生產規模擴大後，還可以向外引進專業的采掘隊伍;該項目投資方資金雄厚，采掘等專業技術人員可與相關的大專院校合作，實行定向委托培訓，滿足礦井安全生產需要。

　　(2)投資能力：該礦井由貴州宜化、貴州興化共同投資組建的黔西南州新宜礦業投資開發有限公司投資建設，該公司具備投資實力。

　　綜上所述，根據該礦井資源條件，礦井擴建後，從礦井的采區布置、工作麵安排接替及建設資金等方麵綜合分析，郭家地煤礦擴建為0.45Mt/a，符合客觀現實，完全可行。

　　二、設計服務年限

　　礦井及各水平服務年限按下式計算：

　　第三節　井田開拓

　　一、影響井田開拓的因素

　　(一)地質構造

　　該礦井田範圍內主要存在F8、F9兩條大斷層，均為斜交正斷層，將礦井切割為三個區域，礦井開拓布置受斷層限製。

　　(二)小窯及老窯

　　井田範圍內無其它小窯開采破壞，原郭家地煤礦在礦區南部邊界有小規模開拓布置，對礦井整體開拓部署無影響。

　　(三)煤層條件

　　礦井所采的17、19號煤層平均層間距27.32m，采用聯合布置。

　　礦井所采煤層均為緩傾斜煤層，煤層平均傾角11º左右，三層主要可采煤層均屬中厚煤層且賦存較穩定，從整體上看，各煤層均利於機械化開采。

　　礦井所采煤層具有自燃傾向，其中17煤層為Ⅰ類，19層為Ⅱ類，采掘部署必須考慮煤層自燃發火的預防與處理。

　　(四)瓦斯

　　礦井所采煤層為煤與瓦斯突出煤層，按規定必須建立瓦斯抽放係統，先抽後掘、先抽後采。

　　(五)水文地質條件

　　礦區最低侵蝕基準麵標高為1435m，煤層出露標高為1545-1725m左右。礦區出露地層中長興組(P2c)、龍潭組(P3l)為弱含水層，飛仙關組(T1f1+2)、峨嵋山玄武岩組(P3β)地層，為相對隔水層。自然條件下，長興組含水層和地表衝溝水與煤礦未發生溝通，對局部(小麵積)煤礦開采沒有大的影響。隨著煤礦采厚和采空麵積增加，產生導水裂隙帶達長興組或地表，地表發生地裂、沉降等，長興組含水層、地表衝溝水和大氣降雨均對礦井有影響。而含煤地層龍潭組下伏茅口灰岩強含水層，由於在本區未見地下水露頭點出露，水位埋藏深，但由於斷層發育，斷距大，特別是F1 、F8、F9號煤層，可能造成下伏茅口灰岩岩溶含水層與可采煤層接觸，成為今後開采主要的可能突水地帶，使水文地質條件變得複雜。故該礦區屬以大氣降水為主要補給水源的頂板充水的裂隙充水礦床，水文地質條件中等偏複雜。

　　二、礦井開拓方式的選擇

　　雖井田範圍內的地麵地形不平坦，但煤層多數埋藏較深，該礦井無平硐開拓的可能。井田大部出露上二疊統長興組灰岩，岩性較堅硬、穩定，礦井宜采用斜井開拓方式。

　　三、井口位置和數目的選擇。

　　(一)井口及工業場地位置的選擇

　　礦井擴建並擴大礦區範圍後，地麵主要生產係統均需重新選址建設，根據該礦區範圍地表地形及工程地質條件，經現場調查，結合地麵交通狀況、煤炭運向、考慮場地布置要求及征地等多方麵因素，井口及工業場地選擇兩個位置比較。

　　1、水箐方案

　　場地位於礦區井田中部以西、水箐以東約400m、礦區2號拐點附近，普(安)～樓(下鎮)公路從場地內通過，初選主井口坐標為：X=2812754.22、Y=35514899.90、Z=+1664.9m。

　　優點：主公路從場內通過，交通運輸條件優越;擬定主井口外場地開闊，便於工業廣場布置;主、副電源距場地中央約200m，供電係統投資少;供水水源地距場地約200m;工業場地工程地質條件好，末見滑坡、泥石流等不良地質現象;距村莊較遠，易於管理;開拓係統布置較方便。

　　缺點：主、副井均為反向岩石斜井並穿過煤層，需留設井筒保護煤柱。

　　2、岩腳方案

　　該場地位於中部東南側、大岩洞以北、岩腳西南約80m處，初選主井口坐標為：X=2812353、Y=35499906、Z=+1618m。

　　優點：主斜井沿C19煤層底板岩層布置，主斜井和風井共用一個場地，地麵生產係統集中，主要井巷壓煤較少。

　　缺點：距村莊較近，幹擾大，工業場地噪聲對周圍環境有一定影響;距幹道公路較遠，需新修約2km礦區公路，取水及供電線路相對較長。

　　3、設計采用方案：

　　綜合以上因素，從利於工業場地布置來看，選擇“水箐方案”較優。經現場勘察並考慮項目建設單位意見，以不壓煤或少壓煤為原則，設計采用“水箐方案”布置礦井工業場地，該場地處於F8斷層隔離煤柱保護範圍內，不需另外留設保護煤柱，同時有利於礦井生產經營。

　　另外，水箐工業場地東北側上方約400m處為一滑坡帶下邊緣，為防止滑坡對主井工業場地的影響，設計在該地帶下邊緣砌築擋土牆一道，擋土牆的砌築需由項目建設單位委托有資質的單位另作專門的施工設計。

　　(二)井筒數目的選擇

　　結合礦井的開拓方式，並考慮滿足提升、運輸、通風、排水等需要，對井筒數目提出了三個井筒和四個井筒方案。

　　1、四個井筒方案

　　礦井設主、副斜井，擔負全礦井的提升、運輸、進風和排水;前期在主井工業場地邊緣設一個回風斜井，後期在井田北翼建一個回風斜井回風。

　　2、三個井筒方案

　　礦井設主、副斜井，擔負全礦井的提升、運輸、進風排水;前後期隻在主井工業場地邊緣設一個回風斜井回風。瓦斯抽放泵站設在主井工業廣場邊緣。

　　3、方案選定

　　綜合考慮各方麵因素，設計選定四個井筒方案。即礦井設主、副斜井，擔負全礦井的提升、運輸、進風和排水;在主井工業場地邊緣和井田北翼各建一個風井回風。礦井F8、F9斷層之間的17、19號煤層區域由中央回風斜井回風，井口坐標X：2812335、Y：35499665、H：+1675;F8斷層以北及五采區由北翼風井回風，井口坐標X：2813427.08、Y：3549966535499620.64、H：+1820。

　　四、水平劃分及階段垂高的確定。

　　從該礦井田勘查線及傾向剖麵圖分析，區內煤層傾角達11º左右。開采標高為+1350～+1650m，開采垂高300m，高差不大。

　　設計采用單水平上下山開拓，即全礦設置一個水平，分為上山及下山兩個階段。為保持階段平衡布置，同時考慮瓦斯抽放係統的合理、有效性，水平標高定為+1490m。上山階段(+1490m～+1650m)垂高為160m,下山階段(+1350m～+1490m)垂高為140m。

　　五、開拓係統布置形式選擇

　　F9斷層以南區域由於礦界劃定不規則，勘探程度不夠，煤層賦存不清，無法布置正規開拓開采係統，設計考慮留在礦井開采末期布置殘采。F9斷層以北區域開采範圍最大、儲量最多，且多為高級儲量，是礦井的主采區域。

　　主、副斜井在+1490m標高落平後，布置井底車場及硐室。從井底車場向南北布置水平運輸大巷分別至各采區，並與各采區上(下)車場連接。各采區內17、19煤層聯合布置采準係統。+1490m標高以上為上山開采，以下為下山開采。

　　六、主要運輸大巷及總回風道的布置

　　(一)大巷層位

　　本次設計按煤與瓦斯突出礦井進行設計，各主要大巷選擇布置在煤層底板岩層中。由於井田內地層走向變化大，因此，各主要大巷均需在煤層底板中穿層布置。

　　(二)大巷布置

　　在+1490m標高向北布置機軌巷，與Ⅲ采區下車場連接，擔負礦井北翼煤炭、材料、矸石運輸及通風、行人、排水;向南布置軌道運輸大巷，與Ⅰ采區下車場、Ⅱ采區上車場連接，擔負礦井南翼材料、矸石運輸及通風、行人、排水;由井底煤倉向Ⅰ采區皮帶上山布置溜煤斜巷，擔負Ⅰ、Ⅱ采區的煤炭運輸。

　　Ⅰ、Ⅱ采區回風上山與回風斜井直接相連、Ⅲ采區回風上山與北翼風井直接相連，因此，本設計不考慮回風大巷的布置。

　　七、采區劃分及開采順序

　　(一)采區劃分的原則及采區劃分

　　1、采區劃分的原則

　　(1)根據煤層賦存情況及構造的分布特點，統籌考慮，合理劃分、力求各個采區能合理開采。

　　(2)有斷層切割時，盡量以斷層作為采區邊界。

　　(3)保證采區有足夠的資源/儲量和合理的服務年限。

　　(4)采區走向長度本著有利於機械化開采的原則進行考慮。

　　2、采區劃分

　　采區具體劃分如下：

　　(1)F8、F9斷層之間+1490m～+1650m標高17、19層劃分為Ⅰ采區;

　　(2)F8、F9斷層之間+1350m～+1490m標高17、19層劃分為Ⅱ采區;

　　(3)F8斷層以北17、19層聯合開采區域為Ⅲ采區;

　　采區尺寸分別為：

　　(1)Ⅰ、Ⅱ采區走向長度550～800m，偽傾斜寬度1500～1665m;

　　(2)Ⅲ采區走向長度2700m左右，傾斜方向最寬700m;

　　礦井開采煤層平均厚度在1.67m ～3.1m之間，且傾角較緩，是適宜建立機械化開采的高產高效礦井。

　　Ⅰ、Ⅲ采區為上山開采，Ⅱ采區為下山開采，采用走向長壁采煤法。

　　(二)采區接替

　　礦井共劃分為3個采區，礦井投產時開采Ⅰ采區。采區按順序接替,即先布置Ⅰ采區投產，投產即達產;然後再依次布置Ⅱ采區、Ⅲ采區。每個采區形成通風係統後，即布置抽放係統進行預抽煤層瓦斯。采區內上區段抽放達標並交付采掘生產後，即抽放下區段煤層瓦斯，做到先抽後掘、先抽後采，確保礦井正常的采掘接替。

　　(三)開采順序

　　采用下行式開采順序，即煤層間開采順序為先采上覆的17煤層、再開采下伏的19煤層;采區內開采順序為先開采上區段、再開采下區段。

　　八、開采對地麵村莊、水體、鐵路、公路的影響

　　1、井田總體為脊狀山地貌，屬中高山地形。井田範圍內無水體，無鐵路過境，因此，井下開采不存在對水體、鐵路的影響。

　　2、在井田的西北側有青山～泥堡公路通過，大部分處於礦區邊界外，隻有約1.5km位於二采區西北部邊界附近。按《建築物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設及壓煤開采規程》規定，參照國家三級鐵路的保護要求，核實了M1—M5控製點采厚比，均大於60，井下開采的沉陷不會波及到該公路。不需留設公路保護煤柱即可采用全部垮落法開采。見井上下對照圖及開拓方式總平麵圖中M1—M5點采厚比。

　　3、井田範圍地麵人煙稀少，隻在小寨頭有一座村莊，但該村莊位於六采區17、19號煤層露頭線附近，也處於F9斷層影響區域內，設計已留設煤層風氧化帶煤柱及斷層隔離煤柱，該村莊處於煤柱保護範圍內，不另設煤柱保護。

　　4、主井筒從煤係頂板進入，需留設井筒保護煤柱。工業廣場位於礦區邊界及F8斷層斷層附近，在選擇位置時，以不壓煤為原則，已留設的斷層隔離煤柱和井田邊界煤柱已足以保護，不另外壓煤。

　　第四節　井筒

　　一、井筒用途、布置及裝備。

　　根據開拓部署，經方案比選，礦井采用斜井開拓方案。

　　(一)主斜井

　　主要用於提升煤炭，並兼作礦井進風斜井及礦井安全出口通道。主斜井特征及裝備見表2-4-1，井筒斷麵布置見插圖2-4-1。

　　(二)副斜井

　　擔負礦井進風、排矸、排水、進出材料設備，上下人員等，並作為礦井安全出口通道。巷道特征及裝備見表2-4-2，井筒斷麵布置見插圖2-4-2。

　　二、井壁結構：

　　(一)井筒工程地質和水文地質情況

　　1、井筒穿越地層

　　主、副斜井及中央回風斜井從地表斜穿地層，主、副斜井落平於+1490m標高龍潭組地層，揭露地層4個層序。根據資料，綜述如下：

　　(1)第四係(Q)

　　分布廣泛，主要由鬆散的崩塌物、坡積物、溝穀衝積物、粘土等組成，厚度0～20m。

　　(2)三疊係(T)

　　下統(T1)

　　飛仙關組(T1f)

　　分布於礦區中部。岩性主要為灰綠色、灰色、紫灰色、灰紫色粉砂岩、泥質粉砂岩、粉砂質泥岩、灰岩等，具波狀、交錯狀層理，含瓣鰓類及腕足類動物化石。組內連續沉積，厚度252～630m，平均580m。根據岩性分為五段：其中本區出露飛仙關組一、二段及三段。

　　第三段(T1f3)：岩性主要為灰紫色、紫灰色泥質粉砂岩、粉砂岩、粉砂質泥岩，夾細砂岩、泥岩。在本區出露不全。

　　第一、二段(T1f1+2)：主要為灰綠色泥質粉砂岩、粉砂質泥岩及粉砂岩，夾細砂岩、鮞狀灰岩及泥質灰岩，含瓣鰓類、舌形貝等動物化石。底部具水平層理及植物化石碎片。厚度169～221 m，平均為198m。

　　(3)二疊係(P)

　　1、長興組(P3c )

　　含煤地層頂界至12號煤頂界。岩性以灰色灰岩、淺灰色粉砂質泥岩、泥質粉砂岩為主，夾鈣質泥岩及泥岩，具水平層理、微波狀層理，富含腕足類及瓣鰓類等動物化石，含植物化石碎片。含煤層1-5層，均不可采。本組地層在地表上常呈一小陡坎，頂部呈一小平台。厚度105～148m，平均116m。

　　2、龍潭組(P3l)

　　礦區主要含煤地層，為一套海陸交互相沉積。岩性由灰色、深灰色泥質粉砂岩、粉砂質泥岩、粉砂岩、泥岩、泥灰岩、煤層及灰岩組成。具水平層理、波狀層理、交錯層理，含腕足類、瓣鰓類、介形蟲等動物化石，含大羽羊齒、鱗木等植物化石及植物化石碎片、煤核等。組內連續沉積，含煤13～29層，一般20層左右，可采煤層4層。厚度205～248m，平均222m。龍潭組厚度有自西向東逐漸增大的趨勢，特別是魚龍向斜軸部厚度最大。根據岩性及其組合、沉積特征分為上、下二段：

　　上段(P3l2)：B5頂界至12號煤頂界。以粉砂岩、粉砂質泥岩、泥質粉砂岩為主，局部夾細砂岩、灰岩。主要含動物化石，中上部含煤層數層，有17號全區可采煤層， 19號大部可采煤層，18號零星可采。中下部夾煤線，多含植物化石碎片，無可采煤層。厚度131～164m，

　　平均142m。

　　下段(P3l1)：B5頂界至含鋁凝灰岩底界。中上部以粉砂岩、泥質粉砂岩為主，多含植物化石;中部為26號全區可采煤層;下部夾1～4層灰岩，含動物化石，厚度50～96m，平均80m。

　　另外，井筒前進方向150～280m段為F8斷層破碎帶;280m～井底(+1490m標高)段為煤層穿越帶;未發現地溫異常及放射性元素異常。

　　2、井筒圍岩的工程岩體分級及穩定性情況

　　根據各組岩體的完整程度和堅硬程度，依照《工程岩體分級標準》(GB50218-94)進行岩體基本質量分級，在此基礎上對地下水、軟弱結構麵、高初始應力的影響進行修正，得出工程岩體分級為Ⅱ～Ⅲ級，除斷層破碎帶外，岩體有一定的自穩能力。

　　3、井筒水文地質情況

　　(1)井筒地層含水性

　　對井筒由上到下穿越地層的含水性簡述如下。

　　1、第四係鬆散物：其孔隙度大，透水性好，接受降雨補給條件良好。

　　2、飛仙關組(T1f1+2 )：地表泉水少且量小，流量一般為0.03-0.11l/s。除淺部含風化裂隙水外,深部含水性弱，為相對隔水層。

　　3、長興組(P3c)：地表出露泉水較大，主要在礦區南西部響水一帶排泄，最大為318號泉，流量達29l/s(2007.8.22)。勘探施工的10個鑽孔有7個在該組漏水，水位標高為+1612.30m～+1746.88m。本組為強含水層,但含水不均勻。距井筒最近(500m)的241號泉流量僅0.03l/s。當煤礦采空產生導水裂隙帶溝通該組時，地下水落入礦井，增加湧水量。本組為礦井主要的充水含水層。

　　4、龍潭組(P3l)：地表泉水流量為0.01-0.28 l/s,主要由淺部風化裂隙水出露而成。勘探施工的10個鑽孔中有4個在該組漏水，水位標高為+1609.85m～1866.99m。J1102號孔對P3l、P3c一起抽水,結果:Q=0.0937 l/s,S=75.27m,q=0.00124l/s.m。該組含水性弱，為礦井直接充水地層。除淺部含風化裂隙水、構造裂隙水和其夾的灰岩層局部有少量層間溶隙水外，煤層淺部還有礦窯積水。勘探區含煤地層出露帶老窯較多，以平硐、斜井為主，目前生產礦井主要為礦區邊界的興仁縣效益煤礦。這些煤礦采空和積水情況目前難以查明。在開采淺部煤層時，可能會誘發老窯透水。

　　龍潭組地層在地表大部分被第四係鬆散物覆蓋，接受第四係孔隙水、裂隙水補給條件良好。該組有間歇性有水的溝溪經過，煤礦開采時局部地帶可能要受溝溪水滲入、灌入等影響。

　　(2)斷層導水性和含水性

　　礦區內F1、F8斷層斷距較大。從鑽孔水文資料分析，未發現有明顯湧、漏水現象，斷層切割溝溪處尚未發現有泉水出露或漏水現象。區內斷層或破碎帶在碎屑岩地層中含水性弱，導水性差。

　　(3)井筒湧水量預計

　　根據工程地質勘探報告資料估算，淺層承壓水井筒湧水量約6.75m3/h，深層承壓水井筒湧水量約12.10m3/h。

　　(4)井筒地下水的腐蝕性評價：

　　淺層承壓水對混凝土無腐蝕性，對鋼鐵具有弱腐蝕性;深層承壓水屬HCO3、SO3化學類型，對混凝土、鋼鐵均具有腐蝕性。

　　4、井筒工程地質、水文地質對井壁結構、井筒施工的影響

　　斜井井筒需穿越斷層破碎帶等災害性地質構造，礦井所采煤層為煤與瓦斯突出煤層，井筒施工進入煤層穿越帶時需采取防突措施，井筒工程地質條件中等。

　　第四係為極軟岩，無自穩能力的地層厚度0～20m;斷層穿越帶長達130m。井筒在穿越第四係岩層及斷層破碎帶時，圍岩對井壁的側壓力較大，對井壁結構的強度要求高，井壁厚度要求大。

　　井筒水文地質條件簡單，單層含水層平均厚度為116m，但該層含水不均勻，井筒湧水量小，對井筒施工有利。但深層承壓水壓力大，對混凝土、鋼鐵均具有腐蝕性，地下水對井壁結構設計有影響，對井壁材料及排水設備均有要求。

　　(二)井壁結構形式、井筒施工方法

　　由於該礦兩條主要井筒的間距較小，穿過的地層情況基本一致，其井壁結構形式、施工方法基本相同。

　　根據勘探資料，經初步地壓計算，主斜井和副斜井穿越第四係鬆散層和基岩風化帶，需采用雙層鋼筋砼支護。對於未風化的三疊係和二疊係地層，圍岩有一定的自穩能力，擬采取錨噴支護。斷層破碎帶岩性破碎，自穩能力差，擬采取錨網噴砼進行初期支護，待圍岩變形穩定，應力有所釋放後，采用單層鋼筋砼進行二次支護。因地下水對鋼材和混凝土有腐蝕性，井壁的混凝土材料選用需考慮抗腐蝕性能。

　　依據目前國內斜井井筒施工方法和手段，結合該礦井筒的工程地質和水文地質條件分析，兩井筒均可采用普通鑽爆法施工。對於部分湧水量較大，自穩能力差的地層，經超前鑽探，可采取工作麵預注漿措施予以加固，仍采用普通鑽爆法施工通過。地層自穩能力差的區段，施工中應實行短段掘砌，及時進行臨時支護或初期支護，適時進行永久支護。

　　第五節　井底車場及硐室

　　礦井為斜井開拓，煤炭運輸通過皮帶運輸機提升到地麵;輔助運輸采用1t礦車，通過副斜井由絞車提升到地麵。煤炭運輸和輔助運輸形成互不幹擾的兩個獨立運輸係統，井底車場主要滿足礦井的輔助運輸。

　　根據開拓布置，礦井副斜井井底車場設在+1490m水平。

　　一、井底車場形式的選定。

　　該礦井煤炭運輸采用皮帶運輸機運輸方式，井底車場隻承擔掘進矸石和掘進工程煤運輸、材料設備運輸和人員運送等礦井輔助提升任務。井底車場形式不受采區煤炭裝車和調車方式的影響，布置比較靈活。因采用固定礦車運輸，結合+1490m水平運輸大巷的方向、副斜井的位置及地麵布置，設計采用順向平車場，由副斜井與井底車場連接線路、副斜井空重車線、人車停放線等運輸線路組成。

　　二、空重車線長度的確定、調車方式及車場通過能力的計算。

　　列車由5t蓄電池機車牽引，每列混合車由15輛1t固定礦車組成。

　　列車空、重車線長度分別為：

　　L =lk×m+l機+l製

　　=2.2×15+4.5+10

　　=47.5m，取50m

　　式中：lk ——1. t固定式礦車長度，2.2 m;

　　m——每列車的礦車數，15輛;

　　l機——機車長度，4.5m;

　　l製——列車製動距離，慢車製動，取10m。

　　調車方式：采用機車低速頂車調車。

　　水平運輸大巷及井底車場均為雙道線路，以道岔過渡，進行功能區分。井底車場通過能力計算：

　　式中：N——車場通過能力，kt/a;

　　Ta——每年運輸工作時間，年工作330d，每天運輸時間16h，則Ta=300×16×60=316800min;

　　Q——每一調度循環進入車場的所有列車的淨載矸石量，

　　Q=2.5×7×2=35t;

　　1.15——運輸不均衡係數;

　　T——每一調度循環時間，取20min;

　　礦井年矸材運輸量按60kt計算，通過能力富裕係數=482/60=8.03，車場通過能力富餘係數大於30%，滿足設計規範要求。

　　井底車場線程短、運行簡單，隻作為礦井輔助運輸，能力富餘量大。線路圖及運行圖表略。

　　三、井底車場硐室名稱及位置;

　　井底車場硐室主要有井底空、重車線路、井底煤倉、中央變電所、主排水泵房、水倉、乘車道、消防材料庫等。分述如下：

　　1、設計將消防器材庫設在+1490m井底車場與主斜井聯絡車場之間，兩端分別與井底車場與主斜井聯絡車場貫通形成出口，長度20m。

　　2、在副斜井落平點3m處設信號硐室一座，斜井信號硐側落平點至管子道岔口段巷道刷寬2m，鋪設1.5m寬的台階作為人車乘車道。

　　3、中央變電所與主排水泵房聯合布置，其布置盡量靠副斜井井筒，以利於電纜的進入、排水管和井筒間的聯係。

　　4、水泵房設在井底車場內斜井落平點附近，從車場進入，一端通向中央變電所，一端開管子道與副斜井聯通，共三個出口。泵房與中央變電所之間設防火門隔離。考慮礦井水文地質條件，泵房內常設4台水泵，另預留1台水泵的安裝位置。設計泵房底板高出車場巷道底板50cm，管子道從副斜井開口引出，交叉點高出大巷底板7m以上，在運輸大巷進入泵房、變電所入口外適當位置設置薄殼型防水閘門。

　　7、設主倉和副倉，當一個水倉清理時，另一個水倉能正常使用。各倉的有效容量能容納8h的正常湧水量，計算不小於1600m3。水倉有效容積按80%計算，其巷道淨工程量不小於4000 m3。水倉支護材料必須考慮防腐蝕要求。

　　8、井底煤倉垂高66m,為直徑3m的圓斷麵倉體，砼砌镟支護，設在主斜井井底車場，容量500m3。

　　四、井底車場主要巷道和硐室的支護方式及護材料。

　　井底車場主要巷道和硐室均布置在19煤層底板岩層中，以錨噴支護為主，詳見巷道斷麵圖冊。水倉與石門大巷的平麵交叉點及其它平麵交叉、岩柱厚度不足20m的下方側巷道必須采用加厚鋼筋砼砌镟支護，確保大巷運輸安全。

　　井底車場及硐室工程量見表2-5-1。

　　表2-5-1 井底車場及硐室工程量表

　　第三章　大巷運輸及設備

　　第一節　運輸方式的選擇

　　一、井下煤炭運輸方式的選擇

　　根據礦井開拓布置，南翼Ⅰ、Ⅱ采區皮帶上山位於井底煤倉上方，設計布置一條溜煤斜巷連接井底煤倉和皮帶上山，煤炭直接溜入井底煤倉，溜煤斜巷坡度26°，長度59m;北翼Ⅲ采區至井底　車場約1290m，高差56m,布置1條960m長的機軌運輸大巷，坡度3°42′，落平於+1490m標高，與+1490m北軌道大巷相連，並以1條長330m、坡度1°45′的皮帶運輸大巷連接到井底煤倉。

　　因此，井下大巷煤炭運輸方式為南翼采用溜煤斜巷直接入倉，北翼采用皮帶運輸。井底煤倉設1台給煤機，向主斜井皮帶給煤。

　　二、井下輔助運輸方式的選擇

　　根據開拓設計，副斜井裝備雙滾筒提升機，配備斜巷人車，擔負全礦井矸石、材料、設備及人員提升運輸。

　　(一)材料、設備和人員的運輸

　　井下大巷采用軌道運輸材料、設備，坡度3‰以下的巷道采用5T蓄電池電機車牽引，坡度3‰以上的采用小絞車牽引。由於運輸距離在1500m以下，大巷人員采用步行到各采區

　　(二)井下掘進煤和矸石的運輸

　　岩層巷道掘進工作麵采用ZYP-15B型耙鬥裝岩機裝矸、進入石門10m垂距開始采用人工裝矸，矸石采用軌道運輸，經采區軌道上山下放到采區下車場，機車牽引到井底車場，經副斜井提升到地麵。

　　煤層巷道采用人工裝矸，坡度3‰以下巷道人力推車、3‰以上巷道采用上絞車牽引，矸石運到區段溜煤眼翻倒，經采區皮帶上山、溜煤斜巷、井底煤倉、主斜井皮帶運輸到地麵。

　　三、主要運輸巷道斷麵、支護方式、坡度及鋼軌型號

　　(一)主要運輸巷道斷麵及支護方式

　　運輸大巷、軌道大巷均布置在岩層中，直牆半園拱形斷麵，主要采用掛網錨噴支護，岩層破碎地段采用混凝土砌镟支護。軌道大巷淨寬4.7m，淨高3.85m，淨斷麵積14.7m2，巷道內鋪設雙軌。運輸大巷淨寬4.7m，淨高3.85m，淨斷麵積14.7m2布置，巷道內軌道及皮帶平行鋪設。

　　(二)巷道坡度及鋼軌型號

　　軌道大巷坡度為3‰，運輸大巷最大坡度為3°42′。軌道采用30kg/m鋼軌，600mm軌距，鋼筋砼軌枕。

　　第二節 礦車

　　一、礦車型號

　　(一)固定式礦車

　　根據大巷運輸方式，結合運輸設備的選型，選用600mm軌距，1t固定式礦車，型號為MG1.1-6A。

　　(二)材料車

　　根據選用的MG1.1-6A礦車，配套用600mm軌距1t材料車，型號為MC1.5-6A。

　　(三)平板車

　　該礦井機械化水平較高，為滿足高檔普采工作麵搬遷需要，按照有關規程，並結合配用的礦車，選用600mm軌距2t平板車，型號為MPC2-6。為利於單體支柱、采煤機等重型設備的運送，另配備600mm軌距、MPC13.5-6型重型平板車。

　　(四)人車

　　斜井采用XRB15—6/6型人車、平巷采用PRC12—6/6型人車運送人員。

　　礦車規格特征見表3-2-1。

　　表3-2-1 礦車規格特征表

　　第三節　運輸設備選型

　　一、主要運輸設備

　　根據開拓布置，煤炭運輸量，投產時主斜井、+1490m皮帶運輸大巷及采區皮帶上下山之皮帶機選型如下。

　　1、主斜井皮帶運輸大巷皮帶運輸機:

　　主斜井總長度L=547m;傾角22°;運輸量350t/h;工作製330d/a,16h。

　　選型結果：選用DTⅡ(A)-10080.2型鋼繩芯大傾角強力皮帶機運輸，帶強為ST3150 N/mm，采用變頻驅動技術。帶寬1.0m，帶速2.0m/s，采用單滾筒+雙驅動裝置傳動，電動機裝機功率為160 kW×2。

　　2、采區皮帶上下山皮帶運輸機

　　首采區皮帶上山皮帶機：Q=200t/h，提升標高+1612m～+1526m， L=478m，傾角 8°，弧形變坡，V=2.0m/s。選配DTⅡ(A)-8063.2型鋼繩芯輸送機，帶強ST2500 N/mm，，采用變頻驅動控製技術， B=800mm，輸送長度760m，采用單滾筒+雙驅動裝置傳動，電動機裝機功率為75kw×2。

　　二、大巷輔助運輸設備

　　蓄電池機車具有係統簡單、環節少、運營管理簡單等優點，設計推薦選用XK5-4.6.7.9/48-2A型防爆特殊型蓄電池機車作為大巷輔助運輸的牽引設備。

　　礦井投產時選用2台機車，1台使用、1台備用。

　　第四章　采區布置及裝備

　　第一節 采區布置

　　一、移交生產及達產時采區位置、數目和工作麵生產能力

　　(一)移交生產及達產時采區位置

　　結合該礦井的地質構造、煤層賦存狀況、開采條件、生產規模和礦井開拓方案，經分析、比較，選擇Ⅰ采區為首采區，位於F8斷層～F9斷層之間，走向長約500～800m，垂高160m，傾斜長約920m。

　　首采區具有如下特點：

　　1、是高級儲量區，資源條件好。

　　2、利用軌道上山、皮帶上山、回風上山、區段抽放巷和軌道石門等開拓巷道兼作首采區的準備巷道，節省礦井投產初期工程量。

　　3、沿走向布置回采，施工期短，投資省。

　　(二)回采工作麵生產能力、數目

　　礦井為單水平開拓，按采麵斜長170m劃分區段。回采工作麵采用5位編碼法編號。第一位為采區編號;第二、三位為煤層編號;第四、五位為區段順序號，按由上向下的順序編號。

　　回采工作麵的生產能力按下式計算：

　　Q=b×L×m×γ×C

　　式中：Q—回采工作麵年產量，Mt/a;

　　b—回采工作麵長度，m;

　　L—回采工作麵年推進度， m;

　　m—煤層平均厚度，m;

　　γ—煤的視密度，取1.51t/m3;

　　C—工作麵回采率，取0.95。

　　工作麵及礦井年產量計算見表4-2-1

　　表4-2-1 礦井及工作麵產量計算表

　　經以上計算，礦井投產時，開采19煤層，回采工作麵產量為0.448Mt/a，掘進工程煤按回采煤量的5%計算，，則礦井年產煤量為0.47Mt/a，能滿足設計生產能力0.45Mt/a的要求。

　　礦井達到設計生產能力時，為1個采區、1個采煤工作麵生產。

　　二、開采順序

　　該井田為緩傾斜斜煤層，共劃分了3個采區，基於前述分析，開采順序為先采Ⅰ采區，再采Ⅱ采區，後采Ⅲ采區;各煤層之間由上而下順序回采;在同一層煤中，區段由上而下接替;回采工作麵采用後退式回采。

　　三、采區巷道布置

　　(一)采區上下山布置

　　每個采區布置3條上山，即采區皮帶上山、軌道上山和回風上山。

　　1、皮帶上山

　　皮帶上山沿19煤層底板岩層布置，距19煤層底板法線距離30~50m，並以溜煤眼與各區段運輸石門相連，主要擔負采區的煤炭運輸任務。首采區皮帶上山傾角8上端標高+1612m，下車場標高+1490m，並在+1526m標高以溜煤斜巷與井底煤倉相連。

　　2、回風上山

　　每個采區設1條專用回風上山，貫通整個采區。首采區回風上山傾角8 º，上端標高+1633m，布置在皮帶上山上方，下距皮帶上山12m，專門擔負采區的回風任務。回風上山通過回風石門與各區段巷道連接，並與回風斜井直接相連。

　　3、軌道上山

　　軌道上山與回風上山布置在同一層位。首采區軌道上山傾角8 º，上端標高+1633m，下車場標高+1490m，並以運輸石門與各區段巷道連接。主要擔負礦井的矸石、材料設備運輸及進風行人任務。

　　(三)區段巷道布置

　　每個區段布置有瓦斯抽放巷、運輸巷、回風巷和溜煤眼。

　　1、瓦斯抽放巷

　　由於區段斜長達170m，每個區段布置2條瓦斯抽放巷，以保證運輸巷、回風巷掘進條帶及回采範圍內煤層瓦斯的抽放效果。運輸石門掘到預定位置後，即沿19煤層底板岩層走向布置瓦斯抽放巷，抽放巷距19煤層底板法線距離22m。此外，在區段中部從軌道上山開口作抽放石門到預位置後即布置瓦斯抽放巷。各區段瓦斯抽放巷在末端以聯絡巷貫通，並與回風石門連接，構成通風係統。

　　2、運輸巷、回風巷

　　各區段運輸巷、回風巷分層布置在17、19煤層中，並以運輸石門、回風石門與采區軌道上山、回風上山連接。

　　上區段運輸巷通過沿空留巷作為下區段的回風巷。

　　3、區段溜煤眼

　　在每個區段運輸石門內布置溜煤眼與采區皮帶上山連接。溜煤眼下口設給煤機。

　　四、采區車場、裝載點及硐室

　　根據采區巷道布置方式，采區軌道下山設有上部車場及中部各區段車場。上部車場和中部車場均為甩車場

　　在采區中部各區段石門與皮帶上山之間設區段溜煤眼及給煤機硐室。

　　采區硐室主要有采區配電所，采區軌道上山、皮帶上山絞車房及其配電所和控製室，皮帶上山皮帶機的機頭、機尾硐室等。

　　五、采區煤、矸運輸和輔助運輸方式

　　(一)煤炭運輸

　　回采工作麵的煤由刮板運輸機、順槽刮板轉載機轉入順槽皮帶運輸機，經運輸石門至區段溜煤眼，溜放至皮帶上山，進入主斜井井底煤倉，再由主斜井皮帶運輸機輸送出地麵。

　　(二)矸石運輸

　　掘進工作麵煤炭運輸至溜煤眼翻倒，進入采區皮帶上山;掘進工作麵矸石由礦車裝運，經運輸石門至采區軌道上山。

　　(三)材料、設備及人員運輸

　　材料、設備在采區由軌道上山提升至各區段車場，在區段石門內由調度絞車拖運至抽放巷、順槽，再由順槽調度絞車拖運至工作麵。人員進出采區經軌道上山步行。

　　七、采區通風及排水

　　(一)通風

　　新鮮風流由主、副斜井進入井下，經+1490m水平井底車場、水平運送大巷、采區軌道上山和皮帶上山、抽放巷、運輸順槽至工作麵;風流清洗工作麵後，經回風順槽進入區段回風石門、采區回風上山，最後從各總回風斜井排出地麵。

　　(二)排水

　　采區巷道均設有水溝。一采區各巷道的水自流，經采區軌道上山到+1490m水平井底主水倉。

　　第二節　采煤方法

　　一、采煤方法的選擇

　　該礦井的地質構造、煤層賦存情況、開采技術條件等，詳見“第一章、第二節”有關描述。

　　該礦井田屬緩傾斜煤層群;煤層頂板為泥岩，炭質泥岩，泥質砂岩等，易垮落;各煤層瓦斯含量高，屬煤與瓦斯突出礦井，經采取瓦斯抽放等防突措施後，可采用炮采及滾筒式采煤機進行機采等多種采煤方式。根據我國現有采煤方法、技術，設計考慮礦井達產後布置一個高檔普采工作麵生產。

　　礦井首采區為一采區，位於F8～F9斷層之間，有可采煤層2層，即17、19煤層。煤層間距為29.32 m。根據井田開采技術條件及類似礦區的生產經驗，設計確定首采區采用走向長壁采煤方法，全部垮落法管理頂板，采用割煤機落煤工藝。

　　二、工作麵采、裝、運煤方式及設備選型

　　(一)工作麵采、裝、運煤設備選型

　　1、采煤機選型

　　該礦井開采中厚緩傾斜煤層。目前，國內緩傾斜煤層開采已廣泛使用滾筒式采煤機，具有較成熟的生產實踐經驗。設計針對該礦井的煤層賦存條件和開采技術條件，選用MG132/320-W液壓牽引雙滾筒采煤機，其具體性能參數如下：

　　采高(m)：1.3～2.88;

　　機麵高(mm)：969(1069);

　　適應傾角(°)：≤35;

　　最小臥底量(mm)：196;

　　牽引速度(m/min)：0～8.3;

　　牽引力(KN)：313;

　　截深(m)：0.6;

　　操縱方式 ：中間手動牽引和調高，兩端液控調高;

　　牽引方式 ：液壓傳動，擺線輪銷軌式無鏈牽引;

　　滾筒直徑(m)：Φ1.4;

　　滾筒轉速 (r/min)：46.52;

　　機重(t)：22;

　　拖纜方式 ：強力直拖;

　　裝機功率(kw)：320(其中2台截割電機2×132Kw，2台牽引電機25Kw，1台11 Kw，共計2×132+2×25+11=320Kw);

　　電壓(V)：1140;

　　最大不可拆卸部件為主機身，其尺寸和重量如下：長×寬×高(mm)：2720×975×650;

　　重量(t)：7;

　　主泵型號 ：ZB107/6.0 (斜軸式軸向柱塞泵);

　　馬達型號 ：A2FE107/WP(內藏式定量馬達);

　　調高泵型號 ：A2F10R4P1(軸向柱塞泵);

　　主電纜型號 ： UCPQ3×70+1×16+3×4;

　　供水管型號 ：KJR19;

　　配套開關型號 ：DQZBH—300/1140。

　　2、工作麵運煤設備

　　工作麵選用SGB630/220型刮板輸送機運輸，功率2×110kW，1140V ;最大輸送量400t/h，鋪設長度120～200m。

　　3、運輸巷運煤設備

　　采麵運輸巷配備1台SSJ800/2×4型可伸縮皮帶輸送機，帶寬800mm，長度800m，功率2×40kW，輸送能力400t/h，660V;配套轉載機選用SZD-730/110型，轉載能力400t/h，功率110kW，660V;破碎機選用PCM55型，能力500t/h，功率55kW、660V。

　　(二)采區輔助運輸設備

　　采區軌道上山配備JTKB-1.6×1.2型絞車。通過軌道上山及區段甩車場進入區段軌道石門與煤層運輸巷連接，運送材料、設備至煤層運輸巷。運輸巷內材料、設備的運輸初期采用JD-1.6調度絞車基本能滿足要求，隨著礦井的生產發展，為提高生產效率，可考慮裝備無極繩連續牽引係統。

　　采煤工作麵主要設備配備詳見表4-2-1。

　　三、工作麵頂板管理方式及支架設備選型

　　(一)工作麵頂板管理方式

　　根據煤層頂底板的開采技術條件及工作麵采煤配套設備要求，結合類似礦區的實踐經驗，設計確定該礦井回采工作麵采用全部陷落法管理頂板。

　　(二)支架選型

　　根據煤層頂底板岩性特性，工作麵選用單體液壓支柱配合鉸接頂梁組成棚式支架。支架的選型計算如下：

　　1、支護強度計算

　　Pt= n ×∑h×γ×9.81

　　式中：Pt—考慮直接頂及老頂來壓時的支護強度，KN/m2;

　　n—增載係數，即老頂來壓與平時來壓強度的比值，無因次;取n=2

　　∑h-直接頂岩層厚度，m;取∑h=M/(K-1)，式中，M為采高，m，按17煤層采高取M=2.8m;K為岩石碎脹係數，無因次;取K=1.4

　　γ-直接頂岩層容重，t/m3;取γ=2.4 t/m3

　　經計算，采煤工作麵支護強度為：

　　Pt= n ×∑h×γ×9.81= n ×M/(K-1)×γ×9.81=2 ×2.8/(1.4-1)×2.4×9.81=329.6KN/ m2

　　2、支護密度計算

　　n′=Pt/(η×Rt)

　　式中：n′-支護密度，棵/m2;

　　Pt —考慮直接頂及老頂來壓時的支護強度，KN/m2;根據前述計算，取Pt=329.6 KN/m2

　　η-支柱額定工作阻力實際利用係數，%;單體液壓支柱取85%

　　Rt -支柱額定工作阻力，KN/棵;取Rt =300KN/棵

　　經計算，n′=Pt/(η×Rt)=329.6/(0.85×300)=1.293棵/m2。

　　3、采煤工作麵支柱柱距計算

　　a=NS/(Nb+F)

　　式中：a-采煤工作麵支柱柱距，m;

　　N-采煤工作麵最大控頂距時支柱排數，排;取N=5

　　S-每根支柱的支護麵積，m2/棵，S=1/n;

　　根據前述計算，S=1/n=1/1.293=0.7736 m2/棵。

　　b-工作麵支柱排距，m;取b=1.2m

　　F-端麵距，即機道上方梁端至煤壁距離，m;根據采煤工作麵設備配置進行橫向配套尺寸計算，取F=0.15m

　　經計算，a=NS/(Nb+F)=5×0.7736/(4×1.2+0.15)=0.781m，取a=0.7m

　　工作麵選用DZ12～28-30/100係列和DZ30-25/110Q型單體液壓支柱，配用HDJB-1200型金屬絞接頂梁，支柱排距1.2m、柱距0.7m能滿足工作麵支護需要。

　　(三)工作麵控頂方式

　　經以上選型計算，確定工作麵采用單體液壓支柱配合金屬鉸接頂梁支護。根據截深與排距的關係，梁長等於截深的2倍，因此采用錯梁直線柱布置支架，其特點是正倒懸臂支架相間、每割一刀煤間隔掛梁，頂梁向前交錯;割第一刀時，支臨時支柱，割第二刀時，臨時支柱改為永久支柱，每割兩刀煤工作麵增加一排控頂距。為防止倒懸臂頂梁折損，回柱前，用備用支柱沿切頂線加打密集支柱。

　　工作麵采用3-4排控頂，即見4回1保3排，放頂步距1.2m。回采工作麵采用四六作業製，采煤班與準備班交替進行。一天為一個循環，每循環推進3排，循環進度3.6m。工作麵控頂方式見插圖4-2-1

　　(四)工作麵安全出口及兩巷超前支護

　　工作麵上下安全出口采用單體支柱配合的“π”型金屬鋼梁貼頂支護，確保安全出口暢通。

　　工作麵兩巷必須超前25m加強支護，采用HZWA-2200型摩擦式金屬支柱配用“π”型金屬鋼梁貼頂進行工作麵兩巷超前支護。“π”型金屬鋼梁長度不小於2.4m。

　　四、工作麵回采方向

　　采區內各區段的回采采用區內下行式。首采工作麵為單翼開采，采用後退式推進，即工作麵自采區一翼邊界開切眼往另一翼回風石門方向回采。

　　五、工作麵長度及推進度

　　工作麵長度是決定其產量和效率的重要因素，適當加大工作麵長度，不僅可減少工作麵的準備工程量，提高回采率，而且可減少工作麵端頭進刀等輔助作業的時間，有利於提高工作麵產量和效率。但開采工作麵過長，又會導致工作麵推進度下降，降低循環率，從而不利礦井高產、穩產。

　　根據國內機采工作麵的生產經驗，結合該井田煤層賦存條件、壓茬關係和采煤機的實際情況，確定工作麵長度為170m。待礦井在生產中掌握了地質構造和煤層變化規律，並積累了一定的開采經驗後，可適當進行工作麵長度調整。

　　工作麵按采煤機的牽引速度、截深及開機率計算，同時考慮礦井生產組織、管理管理水平等因素，平均每天工作麵推進一個循環，17煤層年推進度675m，19煤層年推進度1100m。

　　第三節　巷道掘進

　　一、巷道斷麵和支護方式

　　(一)巷道斷麵

　　巷道揭穿岩層主要為煤係地層的煤層、細砂岩、砂質泥岩等，根據各類巷道的不同用途以及巷道布置的岩層層位綜合考慮，以滿足運輸、通風、安全和管線敷設為前提，巷道斷麵一般采用圓弧拱形，采區運輸順槽、回風順槽采用梯形。

　　各巷道斷麵尺寸詳見斷麵圖冊。

　　(二)支護方式

　　按各類巷道的服務時間和所穿過的岩性不同，岩石巷道及交岔點支護以掛網錨噴為主，部分支護困難的破碎地段采用混凝土镟，硐室支護以混凝土镟為主。

　　各巷道支護方式詳見斷麵圖冊。

　　二、掘進麵個數及設備

　　根據采掘接替進度關係，為保證回采工作麵結束前半個月左右完成接續工作麵的掘進及設備安裝，全礦井共配備2個岩巷掘進工作麵、1個煤(半煤)巷掘進工作麵，其主要裝備見表4-3-1。礦井投產時掘進工作麵設計為炮掘工藝，待礦井生產組織管理、技術水平有一定積累後，可考慮配置綜合機械化掘進。

　　經計算礦井達到設計能力時的基建掘進率為215.04m/萬t。

　　四、移交生產時井巷總工程量

　　礦井移交生產時井巷總工程量為9677m。

　　礦井移交井巷總工程量見表4-3-2。

　　五、移交生產時三個煤量

　　根據開拓開采布置，礦井移交生產時三個煤量及可采期為：開拓煤量11.18Mt，可采期13.5a;準備煤量2.425Mt，可采期4.2a;回采煤量0.86Mt，可采期1.8a。

　　另外，礦井移交生產時經抽放而得到解放的煤量約1.21Mt。

　　第五章　通風與安全

　　第一節　概況

　　一、瓦斯、煤塵、煤的自燃及地溫

　　(一)瓦斯

　　1、井田瓦斯基礎資料

　　根據貴州省煤田地質局地質勘察研究院2007年12月提交的《貴州省普安縣郭家地煤礦資源/儲量核實及勘探地質報告》(以下簡稱“地質報告”)，為查明井田內煤層瓦斯賦存狀態及其變化規律，采取的瓦斯煤樣共有9件，對各煤層瓦斯含量及瓦斯成份進行了測試、分析，其中17、19煤層共7個樣，結果見表5-1-1。

　　表5-1-1 各煤層瓦斯含量和瓦斯成份統計表

　　從表5-1-1中可以看出，瓦斯自然成分：CH4含量83.26-98.52%，平均94.16%， N2含量1.48-9.82%，CO2含量0-0.30%。各主要可采煤層的瓦斯成分中甲烷(CH4)含量均大於80%，CO2含量均小於10%，本勘查區屬沼氣帶。瓦斯風化帶位於地表以下平均28m，由於本勘查區的煤層大部埋藏較深，所以煤層位於瓦斯風化帶以下。

　　根據《地質報告》，瓦斯含量變化規律為垂向上，同一鑽孔煤層瓦斯含量隨深度的增加而增長;平麵上因瓦斯插點少，無規律可尋;瓦斯增長率：煤層埋藏深度每增加100m時，瓦斯含量增加3.14 ml/g·r。

　　2、瓦斯基礎資料分析及設計采用數據

　　(1)本井田瓦斯基礎資料來源於貴州省煤田地質局地質勘察研究院2007年12月提交的《貴州省普安縣郭家地煤礦資源/儲量核實及勘探地質報告》，提交報告的單位資質合法、有效。

　　(2)《地質報告》采用地勘鑽孔解吸法測定煤層原始瓦斯含量，方法科學合理，符合“MT/T77—94”標準，測定結果可信。

　　(3)根據瓦斯煤樣測試結果，17煤層埋藏深度232米以內瓦斯含量為4.71-11.58ml/g·r，平均為7.68ml/g·r;19煤層埋藏深度295米以內瓦斯含量為7.05-13.84ml/g·r，平均為10.25ml/g·r;平均為21.94ml/g·r。

　　(4)根據《地質報告》，煤層原始瓦斯含量隨深度的增加而增長;瓦斯含量梯度為3.14 ml/g·r·100m。

　　(5)從表2-1-1中可以看出，煤層原始瓦斯含量在平麵上的變化規律受斷層構造影響明顯。其中J1101孔位於F9斷層上，J1102孔位於F8斷層上，此二孔煤樣埋深較大，測得的瓦斯含量數據反而偏小。

　　(6)1202孔距F9斷層平麵距離約70米，測得的煤層瓦斯含量數據最大，基本反映了煤層原始瓦斯含量的真實值。因此，本設計采用17煤層原始瓦斯含量11.58 ml/g·r(埋深為49.48m)，19煤層原始瓦斯含量13.84 ml/g·r(埋深為83.60m)。

　　(二)煤塵

　　根據《地質報告》，區內17、 19煤層均無煤塵爆炸危險性。見表5-1-2。

　　表5-1-2 煤塵爆炸性鑒定成果表

（四）地溫
本井田共在1002、1203號孔進行簡易測溫，孔內溫度均小於25℃，地溫梯度為0.55-3.1℃/100m，礦區平均地溫梯度為1.83℃/100 m。未發現高溫區。根據地溫測量資料，經計算在井田內最低開采標高+1350m附近平均地溫低於26℃， 屬地溫正常區。
（五）煤與瓦斯突出
根據《地質報告》，在1101鑽孔采取2個非常規瓦斯樣，增測了煤的堅固性係數（f）、瓦斯放散初速度（ΔP）、煤的孔隙率等項目。測試結果見表5-1-4。
表5-1-4 瓦斯增測項目檢驗報告彙總表

　　根據《煤與瓦斯突出礦井鑒定規範》(AQ1024-2006)，判定煤層是否具有突出危險性的指標可用煤的破壞類型、瓦斯放散初速度指標(ΔP)、煤的堅固性係數(f)、煤層瓦斯壓力(P)。以上指標的測定點應按照不同的地質單元分別進行布置，每個地質單元內在煤層走向和傾向方向分別布置3個以上測點。各指標值取鑒定煤層各測點的最高煤層破壞類型、煤的最小堅固性係數、最大瓦斯放散初速度指標和最大瓦斯壓力值。由於《地質報告》中提供的測點數量不足，且無煤層瓦斯壓力等指標，因此，本次設計無法根據上述指標判定煤層的突出危險性。

　　原郭家地煤礦開采多年，未發生過煤與瓦斯突出02manbetx.com 及瓦斯動力現象。據本次調查，鄰近的恒泰煤礦於2003年10月29日西一采區1703回采工作麵運輸順槽掘進過程中曾發生過煤與瓦斯突出02manbetx.com ，死亡3人;政忠煤礦、能通煤礦、馬刀地煤礦也曾經發生過小規模的煤與瓦斯突出;樓下糯東煤礦在建井石門揭煤過程中有瓦斯突出征兆，經采取防突措施後安全揭煤。

　　因此，隨著礦井開采深度的增加，瓦斯壓力增加，發生煤與瓦斯突出的可能性增大。

　　根據《關於加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作意見》(黔安監管辦字[2007]345號)文件精神，郭家地煤礦位於煤與瓦斯突出礦區，本次設計按各煤層均有煤與瓦斯突出危險進行設計。建議礦井開展各煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定工作。

　　二、鄰近礦井瓦斯情況

　　區內小煤礦和老窯主要沿含煤地層出露地段分布，分別開采17、19及26號煤層。生產規模較大的小煤礦屬常年開采，規模較小的小煤礦多屬季節性開采。開拓方式為平硐或斜井，開采巷道長度數十至三百多米，最大垂深50米左右。

　　根據《對黔西南州煤礦2007年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複》(黔煤生產字[2007]516號)，相鄰各礦井瓦斯湧出情況見下表5-1-5所示：

　　表5-1-5　　鄰近礦井瓦斯湧出情況表

　　三、煤層瓦斯含量預計及瓦斯湧出量計算

　　(一)瓦斯壓力、煤層瓦斯含量及梯度

　　1、煤層瓦斯壓力

　　由於地勘資料中未提供煤層瓦斯壓力資料。本次設計采用以下經驗公式計算煤層瓦斯壓力

　　P=(4.55～11.65)H

　　式中：P—距地表垂深H處煤層瓦斯壓力，kPa

　　H—煤層所埋藏深度，m;取煤層埋藏最大深度365m

　　4.55～11.65-經驗數據，參照六枝礦礦務局六枝礦的瓦斯壓力規律，取P=8.1H

　　經計算，+1490m煤層瓦斯壓力為1.82MPa，+1350m煤層瓦斯壓力為2.96 MPa。

　　2、礦井煤層瓦斯含量及梯度

　　由於井田範圍內可供采用的瓦斯煤樣測定數據較少，因此，本次設計需對比分析地勘數據和鄰近礦井瓦斯湧出資料後綜合確定煤層原始瓦斯含量。

　　(1)根據地勘數據計算

　　根據《地質報告》，瓦斯增長率：煤層埋藏深度每增加100m時，瓦斯含量增加3.14 ml/g·r。本設計據此計算礦井最低開采標高各煤層瓦斯含量，計算結果見表5-1-6。

　　表5-1-6各煤層瓦斯含量

　　由於地勘報告提供的煤層瓦斯含量是以可燃基為計算基準，噸煤瓦斯含量按下式進行換算：

　　X=Xr(100-Af-Wf)/100

　　式中：X-煤層原始瓦斯含量，m3/t;

　　Xr-煤層原始瓦斯含量， ml/g·r;

　　Af-煤的灰分，%;根據《地質報告》17煤層取Af=19.96%，19煤層取Af=21.29%

　　Wf-煤的水分，%;根據《地質報告》17煤層取Wf=1.14%，19煤層取Wf=0.98%

　　經計算，+1490m各煤層原始瓦斯含量為：

　　17煤層： 13.48 m3/t;

　　19煤層： 14.21 m3/t;

　　+1350m各煤層原始瓦斯含量為：

　　17煤層：16.96 m3/t;

　　19煤層：17.63 m3/t;

　　(2)設計采用的煤層瓦斯含量

　　由於相鄰各礦井均無實測的煤層瓦斯含量數據，因此，本設計采用根據地勘資料計算的煤層原始瓦斯含量，即+1490m標高以上17煤層瓦斯含量取13.48 m3/t，19煤層瓦斯含量取14.21 m3/t;+1350m標高以上17煤層瓦斯含量取16.96 m3/t,19煤層瓦斯含量取17.63 m3/t。

　　建議礦井在建設過程中揭穿煤層前，立即測定煤層瓦斯壓力及煤層原始瓦斯含量，以校核礦井通風能力並指導生產。

　　(3)殘存瓦斯含量

　　根據煤質特征表1-2-5，17煤層分析基揮發份為9.7%，換算成可燃基揮發份為12.8%;19煤層分析基揮發份為9.71%，換算成可燃基揮發份為12.9%。根據《礦井瓦斯湧出量預測方法》(AQ1018-2006)，查表C.1，取煤的殘存瓦斯含量Wc=4t/m3.r，經換算Wc=3.1t/m3

　　(二)瓦斯湧出量計算

　　根據《煤礦瓦斯抽采基本指標》(AQ1026-2006)及安監總煤裝[2007]188號、安監總煤監[2008]167號、黔府辦發[2008]83號等文件精神，進行采掘前必須經預抽將煤層瓦斯含量降到8.0m3/t以下。因此，本次設計計算經預抽煤層瓦斯含量降到8.0m3/t以下後進行開采時的瓦斯湧出量。

　　本次設計根據《礦井瓦斯湧出量預測方法》(AQ1018-2006)，采用“分源預測法”對各開采水平瓦斯湧出量進行分析和預測。

　　1、回采工作麵瓦斯湧出量按下式計算：

　　q采=q1+q2

　　式中：q采—回采工作麵相對瓦斯湧出量，m3/t;

　　q1—開采層相對瓦斯湧出量，m3/t;

　　q2—鄰近層相對瓦斯湧出量，m3/t;

　　根據設計的開拓方案、開采順序及采掘布置動態情況，+1490m以上Ⅰ采區第一個區段首采19煤層，其它區段先采17煤層、後采19煤層，首采19煤層時采煤工作麵瓦斯湧出量最大;+1350m以上首采17煤層時，采煤工作麵瓦斯湧出量最大。由於設計采用一個采區、一個采煤工作麵達產，即礦井生產過程中，始終保持一個采煤工作麵回采，因此，本次設計僅計算采煤工作麵最大瓦斯湧出量，即+1490m以上計算首采19煤層時的采煤工作麵瓦斯湧出量、+1350m計算首采17煤層時的采煤工作麵瓦斯湧出量。

　　1)開采層相對瓦斯湧出量按下式計算：

　　q1=K1×K2×K3×(m/M)×(W0-Wc)

　　式中：K1 —圍岩瓦斯湧出係數，取1.3;

　　K2 —工作麵丟煤瓦斯湧出係數，用回采率的倒數來計算;

　　K2=1/0.95=1.053

　　K3—采區內準備巷道預排瓦斯對開采層瓦斯湧出影響係數;後退式回采按以下公式計算：

　　K3=(L―2h)/L

　　L —工作麵長度，m;按生產期間最大長度取值。

　　h—掘進巷道預排等值寬度，m;按“AQ1018-2006)”計算，取h=9;

　　M—工作麵采高，m;

　　m—開采層厚度，m;

　　W0—煤層瓦斯含量，m3/t;按經預抽後煤層瓦斯含量降到8.0 m3/t以下考慮，取大值為8.0 m3/t;

　　Wc—運出礦井後煤的殘存瓦斯含量，m3/t，如前所述取Wc=3.1m3/t

　　(1)+1490m以上首采19煤層時開采層瓦斯湧出量：

　　q19-1=K1×K2×K3×(m/M)×(W0-Wc)

　　=1.3×1.053×0.91×(1.67/1.67)×(8-3.1)

　　=6.10m3/t

　　(2)+1350m以上首采17煤層時開采層瓦斯湧出量：

　　q17-1=K1×K2×K3×(m/M)×(W0-Wc)

　　=1.3×1.053×0.91×(3.1/2.8)×(8-3.1)

　　=6.76m3/t

　　2)鄰近層相對瓦斯湧出量按下式計算：

　　q2= 式中：mi—第i 個鄰近層煤層厚度，m;

　　M—工作麵采高，m;

　　ηi—第i 個鄰近層瓦斯排放率，%;

　　W0i—第i個鄰近層瓦斯含量，m3/t，工作麵回采時，鄰近層瓦斯含量按經底板穿層鑽孔抽放後抽出率為30%計算;

　　Wci—第i個鄰近層煤層殘存瓦斯含量，m3/t ，如前所述取Wc=3.1m3/t

　　(1)+1490m以上首采19煤層時鄰近層瓦斯湧出量：

　　q19-2= (W017-Wc17) (m17/M)×η17

　　= (13.48×0.7-3.1) ×3.1/1.67×0.75

　　=8.82m3/t

　　(2)+1350m以上首采17煤層時鄰近層瓦斯湧出量：

　　q17-2= (W019-Wc19) (m19/M)×η19

　　= (17.63×0.7-3.1) ×1.67/2.8×0.37

　　=3.42m3/t

　　根據上述計算，各煤層采煤工作麵瓦斯湧出量見表5-1-7。

　　表5-1-7 各煤層采煤工作麵瓦斯湧出量預測結果

　　煤層編號工作麵湧出量本層、下鄰近層相對瓦斯湧出量及所占百分比

　　絕對量

　　(m3/min)相對量

　　(m3/t)本煤層

　　(m3/t)百分比

　　(%)上鄰近層

　　(m3/t) 百分比

　　(%)下鄰近層

　　(m3/t)百分比

　　(%)

　　17煤層9.1610.186.7666.4003.4233.6

　　19煤層13.4314.926.1040.98.8259.100

　　2、掘進工作麵瓦斯湧出量按下式計算：

　　q掘=q3+q4

　　式中：q掘—掘進工作麵絕對瓦斯湧出量，m3/min;

　　q3 —掘進工作麵巷道煤壁絕對瓦斯湧出量，m3/min;

　　q4 —掘進工作麵落煤絕對瓦斯湧出量，m3/min。

　　1)掘進工作麵巷道煤壁絕對瓦斯湧出量按下式計算

　　q3=D´υ´q0´(2 (L/υ)0.5-1)

　　式中：

　　q0 —煤壁瓦斯湧出強度，m3/(m2·min)

　　q0=0.026(0.0004(Vr)2+0.16) ´W0

　　經計算，17煤層煤壁瓦斯湧出強度：

　　q17-0=0.026(0.0004(Vr)2+0.16) ´W0

　　=0.026(0.0004´12.82+0.16)´8.0=0.0469m3/(m2·min)

　　19煤層煤壁瓦斯湧出強度：

　　q19-0=0.026(0.0004(Vr)2+0.16) ´W0

　　=0.026(0.0004´12.92+0.16)´8.0=0.0471 m3/(m2·min)

　　W0—煤層原始瓦斯含量，m3/t，按預抽後煤層瓦斯含量降到8.0 m3/t以下取大值;

　　D —巷道斷麵內暴露煤壁麵的周邊長度，m，礦井開采煤層為薄及中厚煤層，為開采層厚度的2倍。

　　υ—巷道平均掘進速度，m/min，取0.0189m/min。

　　L—巷道長度，m。取最大長度800m。

　　(1)17煤層巷道掘進工作麵煤壁瓦斯湧出量

　　q17-3=D´υ´q0´(2 (L/υ)0.5-1)

　　=6.2´0.0189´0.0469´(2´ (800/0.0189)0.5-1)

　　=2.26m3/min

　　(2)19煤層巷道掘進工作麵煤壁瓦斯湧出量

　　q19-3=D´υ´q0´(2 (L/υ)0.5-1)

　　=3.34´0.0189´0.0471´(2´ (800/0.0189)0.5-1)

　　=1.22 m3/min

　　2)掘進工作麵落煤絕對瓦斯湧出量按下式計算：

　　q4=S×υ×γ×(W0-Wc)

　　式中：S —掘進巷道斷麵積，m2;取最大掘進斷麵積8.09 m2;

　　γ—煤的密度，t/m3。

　　(1)17煤層巷道掘進工作麵落煤絕對瓦斯湧出量：

　　q17-4=S×υ×γ×(W0-Wc)

　　=8.09×0.0189×1.52×(8-3.1)=1.14m3/min

　　(2)19煤層巷道掘進工作麵落煤絕對瓦斯湧出量：

　　q19-4=S×υ×γ×(W0-Wc)

　　=8.09×0.0189×1. 61×(8-3.1)=1.21m3/min

　　根據上述計算，各煤層掘進工作麵瓦斯湧出量見表5-1-8

　　式中：q區—生產采區相對瓦斯湧出量，m3/t;

　　K′—生產采區采空區瓦斯湧出係數，取1.25

　　q采i——第i個回采工作麵相對瓦斯湧出量，m3/t;

　　Ai——第i個回采工作麵的日產量，t/d;取1296t/d

　　Ao——生產采區平均日產量，t/d;取1364 t/d

　　根據本次設計，礦井投產初期為Ⅰ采區布置一個19煤層采煤工作麵、一個17煤層掘進工作麵，此時為+1490m以上采區瓦斯湧出量最大時期;Ⅱ采區布置一個17煤層采煤工作在、一個17煤層掘進工作麵時為+1350m以上采區瓦斯湧出量最大時期。

　　1)Ⅰ采區瓦斯湧出量

　　qⅠ-區=K′( q19-采A19+1440´q17-掘)/AⅠ-o

　　=1.25´(14.92´1296+1440´3.40)/1364=22.21m3/t

　　2)Ⅱ采區瓦斯湧出量

　　qⅡ-區=K′(q17-采A17+1440´q17-掘)/AⅢ-o

　　=1.25´(10.18´1296+1440´3.40)/1364=16.58m3/t

　　4、礦井瓦斯湧出量按下式計算：

　　式中： q井—礦井相對瓦斯湧出量，m3/t;

　　K″—已采采空區瓦斯湧出係數，礦井初期取1，礦井後期取1.25。

　　Aoi——第i個生產采區平均日產量，t

　　q區i第i個生產采區相對瓦斯湧出量，m3/t

　　1)初期礦井瓦斯湧出量

　　q易-井=K″qⅠ-區´A0Ⅰ / A0Ⅰ

　　=1´22.21´1364/1364=22.21m3/t

　　2)後期礦井瓦斯湧出量

　　q難-井=K″qⅢ-區´A0Ⅲ/ A0Ⅲ

　　=1.25´16.58´1364/1364=20.72m3/t

　　經計算，初期礦井絕對瓦斯湧出量為21.04 m3/min，後期礦井絕對瓦斯湧出量為19.63m3/min。

　　由於各煤層均須經預抽後使煤層瓦斯含量降到8.0m3/t以下後方可采掘，因此在礦井生產過程中，盡管隨開采深度增大，各煤層原始瓦斯含量升高，但經預抽後礦井瓦斯湧出量沒有增加(扣出預抽瓦斯量後的瓦斯湧出量)，反而因先開采17煤層、後開采19煤層使得礦井瓦斯湧出量比投產時礦井瓦斯湧出量低。

　　(三)礦井瓦斯等級

　　根據對礦井瓦斯湧出量的預測計算，並結合礦區相鄰生產礦井瓦斯等級鑒定資料，本礦井煤層瓦斯含量較高，生產中瓦斯湧出量較大，礦井為高瓦斯礦井。

　　由於礦區未進行煤與瓦斯突出性鑒定，按黔安監管辦字[2007]345號文件，本礦位於劃定的煤與瓦斯突出區域，故本次按煤與瓦斯突出礦井設計，建議業主及時補作煤與瓦斯突出鑒定。

　　第二節　礦井通風

　　一、通風方式及通風係統

　　1。煤層開采技術條件及礦井開拓方式

　　郭家地煤礦開采17、19煤層，煤層平均傾角12°，層間距27.32m，各煤層厚度1.67 m ~3.1m，賦存穩定，構造複雜程度為第二類-中等構造，水文地質條件中等偏複雜，礦區煤層頂底板穩定性為中等穩定，17煤層自燃發火傾向性為Ⅰ類，19煤層自燃發火傾向性為Ⅱ類。各煤層煤塵無爆炸危險性;各煤層未進行煤與瓦斯突出危險性鑒定，按相關規定，本次按煤與瓦斯突出礦井進行設計。

　　礦井采用斜井開拓，上下山開采，采區式布置;各主要大巷及上下山沿19煤層底板岩層布置，距煤層底板法線距離17m~27m;各區段設底板岩層大巷，用於瓦斯抽放，距煤層底板法線距離22m。

　　礦井投產時，首采區布置在Ⅰ采區，首采工作麵為11901采煤工作麵。首采區布置兩個掘進工作麵，即11701回風巷掘進工作麵和+1658瓦斯抽放巷掘進工作麵，另在Ⅱ采區布置一個軌道下山掘作麵。采煤工作麵為割煤機割煤，掘進工作麵為鑽爆法掘進。

　　2。通風方式

　　礦井通風方式即進風井和出風井的布置方式。根據設計開拓方式，礦井初期開采Ⅰ、Ⅱ采區時通風方式為中央並列式，後期開采Ⅲ采區時通風方式為中央分列式。

　　3。通風係統

　　礦井通風係統包括通風方式、通風方法即礦井主要通風機的工作方法(分為抽出式、壓入式和壓抽聯合式等)、通風網絡。

　　本設計選擇礦井主要通風機的工作方法為抽出式。前期開采Ⅰ、Ⅱ采區時，主副斜井進風，利用+1675m回風斜井回風，礦井為“兩進一回”的中央並列式通風;後期開采Ⅲ采區時，主副斜井及北翼副斜井進風，利用+1820m北翼回風井回風，礦井為“三進一回”的中央分列式通風。

　　每個采區設一條專用回風巷，即采區回風上山，為整個采區服務，服務時間為從采區內第一次揭穿石門前開始、到采區回采結束。各采區巷道以回風石門與采區上山連接，采掘回風通過回風石門進入采區回風上山，再進入礦井總回風。采區回風上山不得用於運料、安設電氣設備，且不得行人。

　　開采Ⅰ采區時，為礦井通風容易時期，開采Ⅱ采區時，為礦井通風困難時期。礦井通風容易時期和困難時期的通風係統詳見“礦井通風容易時期通風係統及通風網絡圖”、“礦井通風困難時期通風係統及通風網絡圖”。

　　二、風井數目、服務範圍及時間

　　1。投產初期風井數目及位置

　　礦井投產初期布置一個回風井即回風斜井，井口坐標為X= 2812660.87，Y=35499038.63，Z=+1675m，方位角α=280°。

　　2、風井功能、服務的水平和區域及時間

　　+1675m回風斜井為Ⅰ、Ⅱ采區服務，為專用回風井，兼作緊急情況時的安全出口。風井服務時間為從風井建井施工貫通主副井開始、到Ⅱ采區回采結束。

　　3、其它井筒主要功能

　　礦井投產初期除回風斜井外，還布置有主斜井和副斜井。主斜井用於煤炭提升，副斜井用於輔助提升，運送人員、材料設備及矸石。

　　4、風井安全裝備

　　風井井口裝備防爆風門一道、用於反風的反向風門兩道。行人通道安裝正反向風門各兩道，正向風門配置閉鎖裝置，防止兩道風門同時打開。引風道內與井筒連接處安裝鐵柵欄門一道。

　　三、采掘通風及硐室通風

　　礦井采用走向長壁采煤法，後退式開采，采煤工作麵均采用“U”型通風。首采工作麵通風線路如下：

　　新鮮風流→主、副斜井→+1490m南軌道大巷→Ⅰ采區軌道上山及皮帶上山→+1601m運輸石門→11901采煤工作麵運輸巷→11901采煤工作麵→11901采煤工作麵回風巷→+1629m回風石門→Ⅰ采區回風上山→回風斜井→地麵。

　　掘進工作麵采用局部通風機壓入式通風，煤層巷道掘進工作麵配置FBD-NO6.3型對旋式局部通風機，風量450~725m3/min，全壓685~3750Pa，配套電機功率18.5×2kW。采用φ500㎜、φ600㎜抗靜電阻燃風筒導風。

　　11701回風巷掘進工作麵通風路線：新鮮風流→主、副斜井→+1490m南軌道大巷→Ⅰ采區軌道上山及皮帶上山→+1601m運輸石門→局部通風機→11701回風巷掘進工作麵→+1601m回風石門→Ⅰ采區回風上山→回風斜井→地麵。

　　+1568m瓦斯抽放巷掘進工作麵通風路線：新鮮風流→主、副斜井→+1490m南軌道大巷→Ⅰ采區軌道上山及皮帶上山→+1568m運輸石門→局部通風機→+1568m瓦斯抽放巷掘進工作麵→+1568m回風石門→Ⅰ采區回風上山→回風斜井→地麵。

　　Ⅱ采區軌道下山掘進工作麵通風路線：新鮮風流→主、副斜井→+1490m南軌道大巷→局部通風機→Ⅱ采區軌道下山掘進工作麵→回風聯絡巷→Ⅰ采區回風上山→回風斜井→地麵。

　　機電硐室、井下配電所、采區煤倉、采區絞車硐室、信號硐室等位於新鮮風流中，全部采用全風壓通風。

　　局部通風機和啟動裝置安裝，必須安裝在進風巷道中，距掘進巷道回風口不得小於10m;風機將新鮮風經風筒送到掘進工作麵，為了能有效的排出炮煙，風筒出口到掘進工作麵的距離不能超過風流從風筒出口到轉向點的距離，即風筒距掘進磧頭不超過5m。

　　局部通風機的使用必須注意以下幾點：

　　1.掘進巷道貫通在相距20m前，必須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，必須由專人在現場統一指揮，停掘的工作麵必須保持正常通風，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，必須立即處理。掘進工作麵每次爆破前，必須派專人和瓦斯檢查員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，必須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斯濃度都在0.8%以下時，掘進的工作麵方可爆破。每次爆破前，2個工作麵的入口必須有專人警戒。貫通後，必須停止采區內一切工作，立即調整通風係統。待風流穩定後，方可恢複工作。

　　2. 掘進巷道必須采用局部通風機通風。煤巷、半煤岩巷和有瓦斯湧出的岩巷的掘進通風方式應采用壓入式，不得采用混合式和抽出式。長距離掘進由於阻力加大，會出現通風困難，可采用兩台同型號、同功率局部通風機串聯，以增加風壓克服阻力，保證風量供給。

　　3.局部通風機必須由指定人員負責管理，保證正常運轉。壓入式局部通風機和啟動裝置，必須安裝在進風巷道中，離掘進巷道回風口不得小於10m;全風壓供給該處的風量必須大於局部通風機的吸入風量，局部通風機安裝地點到回風間的巷道中的最低風速必須符合《煤礦安全規程》(2006版)之第一百零一條的有關規定。

　　4. 必須采用抗靜電、阻燃風筒。風筒口到掘進工作麵的距離以及風筒的安設，應在作業規程中明確規定。風筒口到掘進工作麵的距離一般不超過5m。

　　5.嚴禁3台以上(含3台)的局部通風機同時向1個掘 進工作麵供風。不得使用1台局部通風機同時向2個作業的掘進工作麵供風。

　　6.使用局部通風機通風的掘進工作麵不得停風;因檢修、停電等原因停風時，必須撤出人員，切斷電源。恢複通風前，必須檢查瓦斯。隻有在局部通風機及其開關附近10m以內風流中的瓦斯濃度都不超過0.5%時，方可人工開啟局部通風機。

　　7. 掘進工作麵利用局部扇風機壓入式通風，使用長距離通風的抗靜電、阻燃性能風筒、雙風機雙電源並能自動切換和“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)。

　　8.每個掘進工作麵安裝2台同等能力的局部通風機，一台運行，一台備用。當局部通風機發生故障或檢修時，備用局部通風機能立即啟動並向掘進工作麵供風。

　　四、礦井風量、負壓及等積孔

　　(一)礦井總風量計算及分配

　　根據《煤礦安全規程》第一百零三條的規定，礦井需要風量應按井下同時工作的最多人數和按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和分別計算，並選取其中的最大值。

　　1、按井下同時工作的最多人數計算

　　Q=4×N×K÷60

　　式中：Q—礦井總供風量，m3/s;

　　N—井下同時工作的最大班人數，117人(含井下管理人員);

　　4—每人每分鍾供風標準，4m3/min·人;

　　K—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=1.25。

　　Q = 4×117×1.25 / 60=9.8m3/s

　　2、按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和計算

　　Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×K礦通

　　式中：ΣQ采—回采工作麵需風量之和，m3/s;

　　ΣQ掘—掘進工作麵需風量之和，m3/s;

　　ΣQ硐—硐室需風量之和，m3/s;

　　ΣQ其它—其它巷道需風量之和，m3/s;

　　K礦通—礦井通風係數(考慮礦井內部漏風和風量分配不均勻等因素)，根據《煤炭工業礦井設計規範》(GB50215-2005)取1.25。

　　1)回采工作麵需風量計算

　　本礦井按煤與瓦斯突出礦井進行設計，礦井達產後各工作麵若不采取抽采瓦斯措施，僅僅靠通風稀排工作麵瓦斯，則工作麵需風量特別大，工作麵過風斷麵滿足不了過風量的要求，故須采取抽采瓦斯措施，以大幅度降低工作麵瓦斯湧出量，減少工作麵過風量。因此，回采工作麵的實際需要風量，應按稀釋抽采以後的工作麵瓦斯湧出量的要求，並考慮工作麵氣溫、風速以及人數等因素分別進行計算後，選取其中最大值，並用風速驗算。

　　(1)按瓦斯湧出量計算需風量

　　Q采=1000×q采×Kc¸(60×8)

　　式中：Q采——回采工作麵需風量，m3/s;

　　q采——回采工作麵平均絕對瓦斯湧出量，m3/min;

　　q采= A——回采工作麵平均日產量，t/d;取1296 t/d

　　q——回采工作麵相對瓦斯湧出量，m3/t;

　　η——回采工作麵瓦斯抽放率，%;按經預抽使煤層瓦斯含量降到8.0m3/t後采煤工作麵回采時的瓦斯抽放率取值，根據第四章第五節計算結果，取45%。

　　Kc——因瓦斯湧出不均衡的備用風量係數，根據《煤礦礦井風量計算方法》(MT/T 634—1996)，機采工作麵取Kc=1.3。

　　8-采煤工作麵允許瓦斯濃度，取0.8%

　　a、17煤層采煤工作麵需風量

　　Q17-采=1000×q采×Kc¸(60×8)=1000×A×q(1-η)/ (24×60)×Kc¸(60×8)

　　=1000×1296×10.18×(1-0.45)/(24×60) ×1.3¸(60×8)=13.65m3/s

　　b、19煤層采煤工作麵需風量

　　Q19-采=1000×q采×Kc¸(60×8)=1000×A×q(1-η)/ (24×60)×Kc¸(60×8)

　　=1000×1296×14.92×(1-0.45)/ (24×60)×1.3¸(60×8)=20.00 m3/s

　　(2)按工作麵氣候條件計算

　　Q采=VC·Sc·Ki

　　式中：VC—采煤工作麵適宜的風速，根據《煤礦礦井風量計算方法》(MT/T 634—1996)，選取為1.0m/s;

　　SC—采煤工作麵有效過風斷麵， m2;經計算，17煤層工作麵取10.75m2，19煤層工作麵取6.41 m2。Sc按下式計算：

　　Sc=Lmin´M´0.8

　　Lmin-采煤工作麵最小控頂距，m;按設計取4.8m;

　　M-采煤工作麵采高，m;17煤層取2.8m，19煤層取1.67m

　　Ki—采煤工作麵長度係數，取為1.2。

　　a、17煤層采煤工作麵需風量

　　Q17-采= VC·Sc·Ki=1.0×10.75×1.2=12.9 m3/s

　　b、19煤層采煤工作麵需風量

　　Q19-采= VC·Sc·Ki=1.0×6.41×1.2=7.69m3/s

　　(3)按回采工作麵人員數量計算

　　Q采=4·Nc

　　式中：4—每人每分鍾供風標準，m3/min;

　　Nc—采煤工作麵同時工作的最多人數， 30人;

　　經計算，各工作麵風量為2.0m3/s。

　　根據上述計算，按取最大值原則確定各煤層回采工作麵需風量如下：

　　Q17-采=13.65 m3/s、Q19-采=20.00m3/s

　　(4)按工作麵風速驗算需風量

　　各采煤工作麵采用單體液壓支柱，工作麵控頂距、采高、斷麵有效率、有效過風斷麵、工作麵風速等見表5-2-1。

　　表5-2-1 回采工作麵風速驗算表

　　工作麵支架

　　類別風量

　　(m3/s)有效過

　　風斷麵(m2)風速

　　(m/s)備注

　　17煤層采麵單體13.6510.751.27

　　19煤層采麵單體20.006.413.12

　　由表2-2-4可知，各工作麵風速均小於4.0m/s，所確定的各回采工作麵需風量符合《煤礦安全規程》第一百零一條中采煤工作麵最高允許風速的要求。

　　(5)回采工作麵需風量總和

　　根據本次設計，礦井通風容易時期為Ⅰ采區布置1個19煤層回采工作麵生產;礦井通風困難時期為Ⅱ采區布置1個19煤層回采工作麵生產。因此，礦井通風容易時期和困難時期回采工作麵需風量之和均為：

　　ΣQ易-采=ΣQ難-采=Q19-采=20.00 m3/s

　　2)掘進工作麵需風量計算

　　掘進工作麵的實際需要風量，應按照稀釋掘進工作麵瓦斯，並考慮局部通風機實際吸風量、工作麵溫度、炸藥用量、風速和人數等規定的要求分別進行計算，並選取其中最大值。

　　(1)按稀釋掘進工作麵瓦斯計算需風量

　　Q掘=1000´(1-η)q掘K¸(60´8)

　　式中：Q掘—掘進工作麵需風量，m3/s;

　　q掘—掘進工作麵絕對瓦斯湧出量，m3/min;

　　k—掘進工作麵瓦斯湧出不均勻的備用風量係數，根據《煤礦礦井風量計算方法》(MT/T 634—1996)，炮掘工作麵取1.8;

　　η—掘進工作麵瓦斯預抽率，根據第四章第五節計算結果，取η=45%。

　　8—掘進工作麵回風允許瓦斯濃度，8%

　　a、17煤層掘進工作麵需風量：

　　Q17-掘=1000´(1-η)q掘K

　　=1000´(1-0.45)´3.40´1.8¸(60´8)=7.01m3/s，取7.5 m3/s。

　　b、19煤層掘進工作麵需風量：

　　Q19-掘=1000´(1-η)q掘K

　　=1000´(1-0.45)´2.43´1.8¸(60´8)=5.01m3/s，取5.5m3/s。

　　(2)按炸藥量計算需風量

　　Q掘= Aj´500/(t´60)

　　式中：Aj——掘進工作麵一次使用最大炸藥量，kg;

　　Aj=u·S·d

　　u——炸藥消耗量綜合指標，根據《煤炭建設井巷工程基礎定額》(99)，煤層巷道取u=0.83kg/m3，岩層巷道取2.42 kg/m3;

　　S——巷道掘進斷麵，m2，取最大掘進斷麵積，煤巷取8.09m2，岩巷取6.7 m2;

　　d——循環進尺，m;取1.5 m

　　A煤j=0.83×8.09×1.5=10.1kg;

　　A岩j=2.42×6.7×1.5=16.3kg;

　　t——通風時間，30min;

　　500—按每公斤炸藥爆破後稀釋炮煙所需的新鮮風量為500m3。

　　因此，按炸藥量計算各煤層掘進工作麵需風量為：

　　Q煤掘= Aj´500/(t´60)=10.1´500/(30´60)=2.81m3/s

　　Q岩掘= Aj´500/(t´60)=16.3´500/(30´60)=4.53 m3/s，取5.0 m3/s

　　(3)按掘進工作麵最多工作人員數量計算：

　　Q掘= 4N¸60

　　式中： N——掘進工作麵同時工作的最多人數，人，取20人;

　　4——每人每分鍾供風標準，4 m3/min;

　　因此，按掘進工作麵最多工作人員數量計算各煤層掘進工作麵需風量為：

　　Q掘= 4N¸60=4´20¸60=1.4 m3/s

　　(4)按巷道風速計算：

　　Q掘≥ 0.25S=0.25´8.09=2.1 m3/s

　　根據上述計算結果，選配各掘進工作麵局部通風機，見表5-2-2。

　　表5-2-2　　　局部通風機配備表

　　(5)按局部通風機吸入風量計算：

　　Q掘=KfQ吸

　　Q吸——局部通風機最大吸入風量，m3/s

　　Kf——防止局部通風機吸循環風的風量備用係數，根據《煤礦礦井風量計算方法》(MT/T 634—1996)，取Kf=1.25

　　經計算，各掘進工作麵按表2-2-5中局部通風機吸入風量計算的需風量為：

　　17煤層掘進工作麵Q17-掘=KfQ吸/60

　　=1.25´725/60=15.10m3/s，取Q17-掘=15.5 m3/s

　　19煤層掘進工作麵Q19-掘=KfQ吸/60

　　=1.25´725/60=15.10 m3/s，取Q19-掘=15.5 m3/s

　　岩巷掘進工作麵Q岩-掘=KfQ吸/60

　　=1.25´469/60=9.77 m3/s，取Q17-掘=10.0 m3/s

　　礦井正常生產時共布置3個掘進工作麵，其中2個岩巷掘進工作麵， 1個煤巷掘進工作麵，各掘進工作麵需風量按上述計算取最大值，即17煤層掘進工作麵需風量為15.5m3/s，19煤層掘進工作麵需風量為15.5m3/s，岩巷掘進工作麵需風量為10.0m3/s。礦井通風困難時期布置2個19煤層掘進工作麵，每個工作麵需風量15.5 m3/s，布置1個岩巷掘進工作麵，需風量為10.0 m3/s。

　　礦井通風容易時期布置2個岩巷掘進工作麵、1個17煤層掘進工作麵;礦井通風困難時期布置1個岩巷掘進工作麵、2個19煤層掘進工作麵。因此，礦井通風容易時期掘進工作麵需風量總和為：

　　åQ易-掘=2×10.0+1×15.5=35.5m3/s;

　　礦井通風困難時期掘進工作麵需風量總和為：

　　åQ難-掘=1×10.0+2×15.5=41m3/s。

　　3)硐室需風量計算

　　獨立通風的硐室需要風量，理論上應根據硐室類別不同分別進行計算，機電設備硐室應根據設備運轉的發熱量計算，充電硐室應按回風流中氫氣濃度小於0.5%計算，爆破材料庫按庫內空氣每小時更換4次計算。實際設計中通常類比生產礦井同類硐室的風量配風，本次設計硐室需風量主要按類比礦井同類硐室的實際供風量配風，其中礦井通風容易時期：Ⅰ采區皮帶上山絞車房3.0 m3/s、Ⅰ采區軌道上山絞車房3.0 m3/s，合計ΣQ易-硐=6.0 m3/s;礦井通風困難時期： Ⅱ采區變電所配風3.0 m3/s，軌道上山絞車房及皮帶上山絞車房均位於進風流中，其它機電硐室也位於進風流中，不單獨配備風量。

　　4)瓦斯抽放巷道需風量計算

　　根據《煤礦井工開采通風技術條件》(AQ1028-2006)，瓦斯抽放巷道允許最低風速為0.5m/s。礦井通風容易時期布置三條瓦斯抽放巷道進行同時抽采，在瓦斯抽放巷道末端以聯絡巷貫通，其中一條進風，兩條回風;礦井通風困難時期布置兩條瓦斯抽放巷道，一條進風、一條回風。瓦斯抽放巷設計斷麵S=6.7m2。因此。礦井通風容易時期瓦斯抽放巷需風量為6.7 m3/s，礦井通風困難時期瓦斯抽放巷需風量為3.5 m3/s

　　5)其它巷道需風量計算

　　根據《煤礦礦井風量計算方法》(MT/T 634—1996)，設計新井時，其他用風巷道所需風量可以按采煤、掘進和硐室的總和的0.03～0.05進行計算。本設計其它巷道需風量取(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)的3%，即：

　　礦井通風容易時期其它巷道需風量：

　　ΣQ易-其它=(20.0+35.5+6.0)×3% =1.8m3/s

　　礦井通風困難時期其它巷道需風量：

　　ΣQ難-其它=(20+41+3.0)×5% =1.9m3/s

　　5)礦井總需風量

　　根據上述計算，礦井通風容易時期礦井總需風量為：

　　Q易=(ΣQ易-采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ抽+ΣQ易-其它)×K礦通

　　=(20.0+35.5+6.0+6.7+1.8)×1.15=80.5 m 3/s

　　礦井通風困難時期礦井總需風量為：

　　(ΣQ難-采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ抽+ΣQ難-其它)×K礦通

　　=(20.0+41+3.0+3.5+1.9)×1.15=79.8 m 3/s，取80.5

　　按井下同時工作的最多人數計算礦井需風量為9.8m3/s，按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和計算礦井需風量分別為：Q易=Q難=80.5 m 3/s。根據《煤礦安全規程》第一百零三條的要求，礦井總需風量選取其中最大值，因此，礦井總需風量取：Q易=Q難=80.5 m 3/s。

　　3、風量分配

　　(1)各進、回風風井風量

　　礦井投產初期進風井2個，分別為主斜井、副斜井，回風斜井1個;礦井通風困難時期進風井3個，分別為主斜井、副斜井及北翼副斜井，回風井為北翼回風斜井。根據各井筒長度、淨斷麵、支護方式、所處位置以及回風井的服務範圍，礦井通風容易時期主斜井進風30m3/s，副斜井進風50.5m3/s，回風斜井回風80.5m3/s;礦井通風困難時期主斜井進風30m3/s，副斜井進風50.5m3/s，回風斜井回風80.5 m3/s。

　　(2)風量分配

　　按照從內向外分配風量的原則，先分配各采掘工作麵的風量，再分配各機電硐室及其它巷道的風量，最後將富餘的備用風量分配給各主要機電　硐室及其它巷道。各主要用風地點風量分配及風速驗算見表5-2-3、表5-2-4，其它各用風地點的風量分配詳見礦井通風係統示意圖(172-1及172-2)。

　　五、通風設施、防止漏風和降低風阻的措施

　　(一)通風設施

　　根據礦井開拓、開采係統和巷道布置以及《煤礦安全規程》(2006版)要求，設計在必要位置設置相應的通風設施。為保證各采掘工作麵和硐室的風量，並使風流按規定方向流動，在通風係統中設置有雙向風門、調節風門、密閉等構築物。通風構築物前後5m範圍內巷道必須平直。

　　1、普通風門設計選用兩道、雙向四扇為一組。風門設置應滿足以下技術要求：

　　⑴盡量避免在彎道和傾斜巷道中設置風門;

　　⑵風門的前後5m內支架完好，門牆厚不小於0.45m，四周掏槽深0.2～0.3m;

　　⑶結構嚴密，漏風小，向關門方向緩傾斜80°～85°;

　　⑷正向風門應迎風流開啟;

　　⑸風門要求設置兩組以上並設聯鎖裝置;

　　⑹每道風門設風門開停傳感器;

　　⑺風門等通風構築物的設置應堅固穩定，並加強通風管理，及時進行檢查和維修。需要調節風量的絞車房回風道安設了調節風門，其技術要求與風門相同。

　　2、突出危險區設置反向風門(防逆流風門)時，必須遵守下列規定：

　　1)反向風門必須設在石門掘進工作麵的進風側，以控製突出時的瓦斯能沿回風道流入回風係統;

　　2)必須設置兩道牢固可靠的反向風門，風門牆垛可用磚或混凝土砌築，嵌入巷道周邊岩石的深度可根據岩石的性質確定，但不得小於0.2m，牆體采用料石砌築或C20砼澆築，牆垛厚度不得小於0.8m。門框和門可采用堅實的木質結構，門框厚度不得小於150mm，風門厚度不得小於50mm，門扇兩側麵的門帶(肋板)采用Ð100´100角鋼，並用M12螺栓對拉。兩道風門之間的距離應滿足運輸要求，並不得小於5m;

　　3)放炮時反向風門(防逆流風門)必須關閉，對通過內牆垛的風筒，必須設有隔斷裝置(防逆流風筒)。放炮後，礦山救護隊和有關人員進入檢查時，必須把風門打開頂牢。

　　4)反向風門(防逆流風門)距工作麵的距離和反向風門的組數，應根據掘進工作麵的通風係統和石門揭穿突出煤層時預計的突出強度確定。

　　3、在主平硐、副斜井、采麵回風巷、掘進回風巷、回風井較平緩地段設置測風站，測風站設置的技術要求：

　　1)測風站須設在直線巷道中;

　　2)測風站本身長度不得小於4m，附近至少10-15m斷麵沒有變化;

　　3)測風站不得設在風流彙合處，站內不得有障礙;

　　4)在測風站內必須標明風量和瓦斯湧出情況及測風時間，測風人員等。

　　5)礦井必須建立測風製度，主要進、回風巷每旬應測風一次。

　　4、風門等通風構築物的設置應堅固穩定，並加強通風管理，及時進行檢查和維修。需要調節風量的回風道安設了調節風門，其技術要求與風門相同。

　　不用或暫時不用的聯絡巷道設置永久風牆或臨時性擋風牆。其技術要求如下：

　　1)永久性擋風牆。采用不燃性材料(如磚、料石、水泥等)建築，牆上部厚≥0.35m，牆下部厚≥0.50m，牆前後5m內的支護要完好且為防腐支架;無積煤、片幫、冒頂;四周在煤中掏槽深度≥0.3m，在岩中≥0.2m，牆麵要嚴實、抹平、刷白、不漏風。密閉內有水時，可在牆上裝設U型放水管，利用水封防止放水管漏風;也可采用內設溢水池放水。

　　2)對於服務期限短的臨時性擋風牆，可用木柱、木板、可塑性材料等建造，木板需魚鱗式搭接，用黃泥、石灰抹麵，無裂隙，不漏風;要設在幫頂良好處，四周在煤中掏槽深度≥0.3m，在岩中≥0.2m;牆前後5m內的支護要完好且為防腐支架;無積煤;同時牆外要設置柵欄和警標。

　　5、為防止瓦斯、煤塵爆炸時衝擊主要通風機，在風井口安裝防爆門，防爆門的基礎應根據風井井筒斷麵、所采用的防爆門型號、安裝要求和外形尺寸及礦井抗震設防烈度等進行設計。

　　防爆門至井筒內引風道的開口位置的長度應比引風道長度短10-15m，防爆門應布置在出風井同一軸線上，防爆門應按井筒全斷麵設置，防爆門應靠主要通風機的負壓保持關閉狀態，並安設平衡物或其它措施，以便防爆門易於開起，防爆門門框采用300mm厚的混凝土，拱頂半徑R=1300mm，牆高H=1100mm。防爆門厚為5mm的鐵板材料，外邊采用角鋼，防爆門中縱向和橫向每650mm采用角鋼加固。防爆門的結構必須有防腐和防拋出的設施，在防爆門四周包上麻布，以防止漏風。隨時保證防爆門的完好並每6個月檢查維修一次。引風道與風井之問的夾角為30-45º。采用風機蝶閥開關狀態控製風機運行狀態，主要通風機運行時，主要通風機蝶閥全打開並固定好，備用通風機蝶閥則關閉並固定好。礦井主要通風機反風，采用風機反轉，並能在10min內改變巷道中的風流方向;當風流方向改變後，主要通風機的供風量不應小於正常供風量的40%。當井下發生火災時，經礦總工程師同意後可進行全礦反向通風。

　　在引風硐出口安設主要通風機，主要通風機的基礎應根據引風硐的斷麵、主要通風機的型號、安裝要求和外形尺寸及礦井抗震設防烈度等進行設計。

　　引風硐設計采用砌镟支護，采用混泥土鋪地。引風硐與井筒連接處及引風硐與風道連接處，應設置鐵柵欄門。安全出口宜與回風井垂直，並布置在引風硐另一側的上方，與引風硐口的高差不應小於2m，安全出口與井筒連接處應有6-8m一段平巷，並設人行道通往地麵，其傾角一般與回風井一致。在平巷段與地麵出口間設置至少2道雙向風門(2道正向風門和2道反向風門)。安全出口支護，在穩定岩石層內應采用砌镟支護，在非穩定岩層或地震區內設計烈度8度以上的穩定岩層內，應采用鋼筋混凝土支護。

　　各通風設施和構築物的布置詳見通風係統圖。

　　(二)防止漏風和降低風阻的措施

　　為保證井下用風點的需風量，提高礦井風量有效利用率，設計采取以下防止漏風的措施：

　　1、風門、調節風門等通風構築物，應設在圍岩堅固，地壓穩定的地點，盡量避免將風門、調節風門安設在采空區或煤柱附近，控製采空區或煤柱裂隙漏風量。

　　2、設置專人負責通風構築物的檢查與維修，提高通風構築物的質量。

　　3、提高井下通風設施製作、安裝質量，保證通風構築物的嚴密性是防止礦井漏風的基本措施。

　　4、降低風阻的措施有：

　　(1)錨噴支護要采用光麵爆破技術，力求光滑平整，金屬支架支護的巷道要刹幫背頂，架設整齊，減少表麵粗糙度，以降低摩擦風阻。

　　(2)不同斷麵的巷道連接處，應采取逐漸擴大、逐漸縮小的形式連接，巷道轉彎處應呈弧形或斜線形，避免直角轉彎，以減少局部阻力。

　　(3)應盡量避免在主要巷道內停放礦車，堆放器材、木材等雜物。

　　(4)進入風硐的轉彎處，壁麵應圓滑，並設置導風板。

　　(5)在生產中，從通風係統的安全性、經濟性出發，根據實際情況，可酌情考慮安設輔助扇風機降低用風地點的風阻。

　　六、通風網絡穩定性分析

　　1。礦井通風方式及通風係統對礦井安全的保證程度和措施

　　礦井通風方式采用中央並列式，主要通風機工作方法為抽出式，主要通風機均配備2台，1台工作，另1台備用，符合《煤礦安全規程》的規定;礦井采、掘工作麵全部為獨立通風;井下風門、調節風門等通風構築物的設置可以確保各條巷道的風速符合《煤礦安全規程》的規定。礦井通風係統簡單，井下發生災害時，可采用局部反風或全礦井反風來控製災害擴散，人員也可以從附近井筒撤至地麵。礦井通風方式及通風係統對礦井安全有保障。

　　在措施方麵主要有：對主要進、回風巷，工作麵上、下順槽，掘進頭回風巷，獨立通風硐室回風巷等進行風量、風速檢測，保確風量滿足設計要求，風速符合《煤礦安全規程》的規定;檢查風門(含逆止風門)、調節風門的製作、安裝質量和使用情況，對不符合要求的拆除重建，直至合格為止;在電氣控製方麵掘進工作麵實施 “三專兩閉鎖”，采掘工作麵按規定配備瓦斯傳感器和其他傳感器，實現工作麵瓦斯超限報警、自動斷電等。

　　2。礦井開拓、采掘在布置、風井數目與井筒裝備、設施對礦井安全的影響

　　礦井采用斜井開拓，利用主斜井、副斜井進風，專用回風斜井回風，其風量分配根據通風網絡解算結果分配風量，實行全負壓通風。礦井設有專用回風井，因此礦井通風風流穩定，斜井中均設有人行台階和扶手。回風斜井安全出口安裝兩組雙向風門，井筒裝備和設施對礦井安全無影響，可將瓦斯、煤塵、煤層自燃、電氣02manbetx.com 等災害損失控製在最小範圍內。在采區布置方麵，角聯網絡少，風流易於控製。工作麵采用“U型”通風方式，礦井按“煤與瓦斯突出”礦井配置安全監測監控係統，對礦井生產實施實時監控，以保礦井生產安全。

　　3、掘進工作麵局部通風的保證程度和措施

　　掘進工作麵全部實行獨立通風，采用局部通風機壓入式供風，利用礦井總負壓回風，全礦共3個掘進工作麵，其中煤層巷道掘進工作麵1個、岩層巷道掘進工作麵2個。煤層巷道掘進工作麵配備FBD-NO6.3對旋式防爆型局部通風機2台，1台運行、1台備用，風量450~725 m3/min，全壓685~3750Pa，配套電機功率18.5´2kW。各岩層巷道掘進工作麵配FBD-Ⅱ-6.0型對旋式局部通風機2台，1台運行，1台備用，風量256~469 m3/min，全壓1363~4601Pa，配套電機功率15´2kW。采用φ500㎜、φ600㎜抗靜電阻燃風筒導風，風筒出口距掘進磧頭的距離不大於5m。局部通風機安設在距其回風流不小於10m的進風流中，掘進工作麵的回風由專用回風上山直接引入回風大巷，全部為獨立通風。

　　安設局部通風機的巷道中的配風量，除了滿足局部通風機的吸風量外，還考慮了保證局部通風機吸入口至掘進工作麵回風流之間的風速岩巷不小於0.15m/s、煤巷和半煤巷不小於0.25m/s，以防止局部通風機吸入循環風和這段距離內風流停滯，造成瓦斯積聚。局部通風機采用 “三專”(專用變壓器、專用開關、專用線路)供電，實行風電、瓦斯電兩閉鎖。

　　4、礦井風量與通風網絡對安全的保證程度

　　礦井需風量按井下采煤、掘進、硐室及其他需風地點的實際需風量的總和進行計算，可滿足生產要求。主要通風機選擇還考慮了外部漏風係數1.05，通風容易期工況點風量Q1=79.5m3/s，通風困難期工況點風量Q2=79.5m3/s。井下所有巷道中的風流速度均滿足《煤礦安全規程》第101條的規定。

　　通風各並聯網路風壓平衡，隻要生產中根據風壓的動態變化，通過風門、調節風門的控製，能完全滿足各用風地點的風量要求。

　　礦井按規定每年應核定通風能力，並根據井下實際需要進行調整，使礦井總風量滿足井下各用風地點的需要，實行以風定產。

　　5、反風係統及可靠性

　　根據安全規程的規定，礦井主要通風機必須裝有反風設施，必須能在10min內改變礦井風流方向。本次設計推薦選用的FBCDZ-8-N022型-160kw´2防爆軸流式對旋通風機具有直接反轉反風的性能，反風量60%～70%，符合現行《煤礦安全規程》的要求。反風設施每季度檢查一次，每年進行一次反風演習。本礦井通過主要通風機的電動機自身反轉來實現反風，不設反風道，故反風漏風少，效率高。在礦井負壓最大地點——回風斜井安全出口內設置兩組雙向風門，以滿足反風需要。

　　6、礦井通風設備及設施的保證措施

　　礦井主要通風機選用FBCDZ-8-N022型防爆軸流式對旋通風機，配套電動機功率160kw´2kW， 裝備風機2台，1台工作，1台備用。礦井生產期間通過調整風機葉片角度來分別滿足通風容易和通風困難時期所需風量。回風斜井井口設有防爆門，當井下發生爆炸時，其衝擊波直接將防爆門衝開，對風機起保護作用，當主要通風機因故停止運轉期間，防爆門及雙向風門按規定打開，利用自然風壓通風。通風機房配有測定主要通風機通風性能參數的儀器儀表，按規定對主要通風機運行工況進行測試和調節。

　　7、其它安全保證措施。

　　(1)準備采區，必須在采區構成通風係統後，方可開掘其它巷道。采煤工作麵必須在采區構成完整的通風係統後，方可回采。采區進、回風巷必須貫穿整個采區，嚴禁一段為進風巷、一段為回風巷。

　　(2)采、掘工作麵應實行獨立通風，嚴禁采用串聯通風。

　　(3)控製風流的風門、風牆、風窗等設施必須符合質量要求，穩定可靠。

　　(4)礦井建成後投產前必須進行1次礦井通風阻力測定，以後每3年至少測定1次。

　　(5)每季度應至少檢查1次反風設施、通(反)風構築物及通風設備，每年應進行1次反風演習，並能在10min內改變巷道中的風流方向，當風流方向改變後，主要通風機的供給風量不應小於正常供風量的40%。主要通風機投入使用前必須進行一次性能測試，以後每5年進行一次性能測試。

　　(6)嚴禁主要通風機房兼作它用。主要通風機房內必須安裝水柱計、電流表、電壓表、軸承溫度計等儀表，還必須有直通礦調度室的電話，並有反風操作示意圖、司機崗位責任製和01manbetx 。主要通風機的運轉應由專職司機負責，司機應每小時將通風機運轉情況記入運轉記錄簿，發現異常，立即報告。

　　(7)掘進巷道采用局部通風機供風，必須采用柔性抗靜電阻燃風筒，風筒出口距磧頭不得超過5m。

　　(8)礦井必須每年組織一次救災演習。

　　第三節　災害預防及安全裝備

　　煤礦生產中，保護井下作業人員的生命安全是第一要務，為了做到這一點，就必須嚴格執行《煤礦安全規程》等的有關規定，堅持預防為主，綜合治理的原則，製訂完善的災害預防措施，做到防患於未然。

　　一、預防瓦斯爆炸的措施

　　本礦井按煤與瓦斯突出礦井進行設計，為預防瓦斯爆炸，設計采取以下措施。

　　(一)防止瓦斯積聚

　　1、加強通風

　　1)礦井采用中央並列式通風方式，主要通風機工作方法為抽出式，礦井通風容易時期總風量80.5m3/s，困難時期總風量80.5m3/s，經過配風計算，能夠保證采、掘工作麵、獨立通風硐室及其它地點的用風要求。巷道風速符合《煤礦安全規程》第101條的規定。

　　2)掘進工作麵采用局部通風機壓入式通風，風機供風能力均能滿足掘進工作麵需風量要求。局部扇風機實行“三專兩閉鎖供電”以保證連續運轉並有可靠保護。礦井安全監測監控係統在每個掘進工作麵安裝有高低濃度瓦斯傳感器、設備開停傳感器和斷電器，可對局部通風機及其它掘進設備進行監測監控和自動斷電、饋電。

　　3)防止生產過程中瓦斯濃度超限，通風是行之有效的方法，根據井下的巷道布置係統及通風網絡，設計在整過通風係統中設置了合理的通風構築物，使井下各用風地點做到有效、穩定、連續不斷的供風，使采掘工作麵和巷道中瓦斯濃度符合《煤礦安全規程》的規定。礦井生產過程中要加強通風設施的檢查、維護，確保通風設施工程質量。

　　2、對采掘工作麵、機車等主要防爆地點裝備高低濃度瓦斯傳感器和斷電器，實現自動報警斷電，同時停止作業，立即撤離人員。

　　3、防止瓦斯爆炸事故擴大：回風斜井井口設置防爆門，以防衝擊波損壞主要通風機。

　　(1)采用機械通風。

　　(2)正確合理地計算與分配風量，使井下各采掘工作麵，各巷道、硐室均有足夠的風量。

　　(3)加強局部通風機、風筒的維護管理，防止漏風，避免循環風，禁止擴散通風。

　　(4)風門及其它建築物的結構和位置應合乎要求，並加強維護管理，防止大量漏風，杜絕風流短路。

　　(5)臨時停風的地點不得停風，否則必須設置柵欄，切斷電源掛牌示警，禁止人員入內。

　　4、加強瓦斯檢查

　　經常檢查礦井通風和瓦斯湧出情況，掌握瓦斯動態，以便發現問題及時處理，是防止瓦斯事故的重要措施之一。允許作業的瓦斯濃度以及超限時的處理措施必須嚴格遵照《煤礦安全規程》執行。

　　5、在礦井生產中應及時處理局部積存的瓦斯，隨時注意回采麵上隅角、頂板冒落的空洞內及盲巷的瓦斯積聚，按規定及時封閉盲巷、采空區。

　　6、本礦井為煤與瓦斯突出礦井，在揭煤層時或過斷層時，除加強觀察和安全監測外，必須先探後掘，一旦發現有異常情況，應立即撤離人員，采取措施解決。

　　7、本設計推薦采用建立地麵固定式抽放係統，通過底板穿層鑽孔預抽煤層瓦斯、卸壓抽放、順層鑽孔抽放、邊掘邊抽、采空區抽放等綜合抽放方法，提高礦井瓦斯抽放率，減少風排瓦斯量。

　　8、從監測監控上，礦井配備重慶煤科分院開發研製的KJ90NB集中安全監控係統，對采掘工作麵及其進回風流、采區進回風流、回風斜井內風流、機電硐室空氣環境以及其它有可能湧出瓦斯或受到瓦斯影響的地點進行瓦斯濃度監測，對風電閉鎖、瓦斯電閉鎖、風門閉鎖、主要通風機及局部通風機的運行工況等狀態量進行監測，加強瓦斯、通風設施檢查、巡查，全方位及時掌握礦井瓦斯湧出情況，進行及時處理。

　　9、從技術措施上，礦井通風設計及井下通風構築物設置使礦井風流做到有效、穩定、連續不斷，各采掘工作麵及其它用風地點均保證有足夠的新鮮風流，能將采掘工作麵的最大瓦斯湧出量稀釋到《規程》規定的濃度以下。

　　10、處理瓦斯積聚、恢複盲巷通風、啟封密閉、排放瓦斯必須編製相應的安全技術措施，嚴格執行措施。

　　11、嚴格按煤礦安全規程及救護規程規定密閉火區、啟封已熄滅火區。

　　12、加強管理，保證通風設施建造質量，嚴禁將兩道風門同時打開，防止風流短路;加強局部通風，嚴格執行“三專兩閉鎖”，備用局部通風機及電源要經常檢查，保證完好、可靠。

　　(二)防止引燃、引爆瓦斯的措施

　　1、采掘工作麵及井下其它地點進行放炮作業時，必須嚴格按爆破說明書進行炮眼裝填，使用水炮泥，嚴禁放糊炮，采用正向爆破。無封泥、封泥不足或不實的炮眼嚴禁爆破，嚴禁裸露爆破。放炮時采用高壓噴霧裝置熄滅高溫火焰。井下爆破作業必須執行“一炮三檢製”和“三人聯鎖放炮”製度。

　　2、嚴格按規程規定選擇使用炸藥和電雷管。炸藥必須選用安全等級不低於三級的煤礦許用含水炸藥，采掘工作麵，必須使用煤礦許用瞬發電雷管或煤礦許用毫秒延期電雷管。使用煤礦許用毫秒延期電雷管時，最後一段的延期時間不得超過130ms。不得使用導爆管或普通導爆索，嚴禁使用火雷管。爆破母線必須符合標準。爆破母線和連接線、電雷管腳線和連接線、腳線和腳線之間的接頭必須扭緊並懸掛，不得與軌道、金屬管、金屬網、鋼絲繩、絞車等導電體相接觸。巷道掘進時，爆破母線應隨用隨掛，不得使用固定爆破母線。爆破母線與電纜、電線、信號線應分別掛在巷道的兩側，如果必須掛在同一側，爆破母線掛在電纜的下方，並應保持0.3m以上的距離。隻準采用絕緣母線單回路爆破，嚴禁用軌道、金屬管、金屬網、水或大地等當作回路。爆破前，爆破母線必須扭結成短路;井下爆破必須使用礦用防爆型發爆器。

　　3、井下電氣設備選用礦用防爆型電氣設備，且所有的電氣設備均設可靠的接地、短路和漏電保護。所有電氣設備、電纜、接線盒、開關等入井前必須經過防爆性能檢查，使用過程中必須經常檢查，杜絕電氣失爆。放炮時，必須按規定切斷放炮影響區域內所有的非本安型電源。

　　4、加強預防性灌漿和自燃發火預測預報，及時進行滅火灌漿和封閉火區。

　　5、嚴格執行《煤礦安全規程》中消除明火的規定。加強職工安全教育和培訓，嚴格檢身製度，杜絕人員攜帶煙草及點火工具下井。

　　6、煤層巷道及半煤岩巷道、石門內距煤層底板10m垂距範圍內的掘進工作麵不得使用鋼絲繩牽引的裝岩機。

　　7、防止斜巷跑車等易產生金屬碰撞產生火花的現象。

　　8、尾排巷道內必須使用不燃性非金屬材料支護。

　　9、進入井下的管、軌、線必須進行絕緣和可靠接地或使用避雷裝置，密閉、盲巷外必須切斷管、軌、線等導電物體，防止雷電、雜散電流進入。

　　10、嚴格按照《煤礦安全規程》第二百二十三條之規定進行井下焊割管理。

　　11、在礦井井下及井口房、通風機房、瓦斯抽放站等周圍20m以內嚴禁明火，在風井井口設置防爆門。所有下井人員不能攜帶煙火，不能穿化纖衣服。

　　12、井下電氣設備搬遷或檢修前，必須切斷電源，檢查瓦斯，巷道風流中瓦斯濃度低於0.8%時，再用與電源電壓相適應的驗電筆檢驗;確認無電後，方可進行導體對地放電。本設計井下所選的有開關的閉鎖裝置均能可靠地防止擅自送電、防止擅自開蓋操作。井下普通型攜帶式電氣測量儀器，必須在瓦斯濃度0.8%以下的地點使用，並實時監測使用環境的瓦斯濃度。在掘進工作麵等瓦斯湧出量較大的地點均設置有瓦斯斷電器，當瓦斯濃度超限時，能夠自動報警並切斷電源。

　　13、井下嚴禁撤卸、敲打礦燈。

　　(三)井下電氣安全防範措施

　　1、井下電氣設備選型及保護措施

　　井下電氣設備均選用防爆型或隔爆型礦用電氣設備，並具有短路，過電流等保護裝置，單相接地保護裝置。井下低壓饋電線上設有漏電，閉鎖的檢漏保護裝置。

　　井下電氣設備保護接地裝置和局部接地裝置應嚴格按照《煤礦安全規程》規定執行，為防止靜電和雜散電流，井下金屬風管，水管等金屬物及構架均應進行接地。

　　2、檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線

　　井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線。檢修或搬遷前，必須切斷電源，檢查瓦斯，在其巷道風流中瓦斯濃度低於0.8%時，方可按《煤礦安全規程》的規定進行相關操作。

　　3、井下電氣設備的檢查、維護、修理和調整

　　1)井下防爆電氣設備，繼電保護裝置，高壓電纜的泄漏和耐壓性能，電氣設備的絕緣電阻，接地電網的接地電阻，電氣設備使用的絕緣油性能等都必須按規程規定的時間定期進行檢查、測定和試驗。

　　2)電氣設備的檢查、維護、修理和調整必須由電氣維修工進行。

　　3)操作井下電氣設備應遵守下列規定：非專職人員或非值班電氣人員不得擅自操作電氣設備;操作高壓電氣設備主回路時，操作人員必須戴絕緣手套，並穿電工絕緣靴或站在絕緣台上;手持式電氣設備的操作手柄和工作中必須接觸的部分必須有良好絕緣。

　　二、預防煤與瓦斯突出的措施

　　一)煤(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出的可能性分析

　　1、井田成煤時期，煤層賦存與埋藏深度，煤層厚度及其變化，煤種、煤層頂底板岩性及其厚度，地質構造及破壞程度。

　　井田內含煤地層為二疊係龍潭組，區內含可采煤層2層，平均傾角10°。從上至下依次為17、19、26煤層，其中17煤層與19煤層層間距27.32m，19煤層與26煤層層間距124m。本次設計未考慮26煤層開采。各煤層賦存較穩定，埋藏深度最深達365m。煤種屬無煙煤(WY)。17煤層位於龍潭組上段頂部，是礦區主要可采煤層。該煤層含夾石0～2層，煤層上部的一層夾石較穩定，單層厚度0.05～0.57米，為炭質泥岩;下部夾石不穩定，單層厚度0.05～0.21米，主要為泥岩。煤層厚度變化主要與基底起伏有關。較厚的煤層出現在原先地勢的低處，較薄的煤層則出現在高處。由於植物遺體都首先在低窪處堆積，隨著泥炭層的不斷堆積加厚而逐漸連成一片。頂板岩性為深灰色粉砂質泥岩、偶為泥質粉砂岩、泥灰岩，夾菱鐵礦薄層，水平層理發育。含動物化石，局部含植物化石碎片。底板岩性頂部0.4米左右為含根泥岩，其下為粉砂岩或泥質粉砂岩、粉砂質泥岩。19煤層位於龍潭組上段上部，層位穩定，厚度變化不大在1.30m-3.50m間，總體上往東南方向有變薄之趨勢，往北西變厚。該煤層一般含夾石1～4層，單層厚度0.06～0.76米，主要為炭質泥岩。頂部0.10～0.40米為含根泥岩。頂板岩性為粉砂岩或細砂岩，局部為泥質粉砂岩。底板岩性為含碳泥岩、粉砂質泥岩、泥質粉砂岩，局部粉砂岩。

　　從上述煤層賦存條件分析，煤層成煤時期在二疊紀，煤的破壞類型為Ⅱ類，頂底板以泥岩為主，煤層傾角11°，煤層中瓦斯不易逸出。從國內突出煤層的開采經驗看，本礦井在開采過程中煤層有發生突出的可能性。

　　2、井田煤層瓦斯含量及瓦斯成分、煤層瓦斯湧出量、煤層瓦斯壓力、煤的破壞類型、瓦斯放散初速度、煤的堅固性係數及在地質勘探過程中鑽孔透煤時瓦斯湧出的動力現象等。

　　為查明井田內煤層瓦斯賦存狀態及其變化規律，采取的瓦斯煤樣共有9件,測試結果見表5-1-4。根據《煤與瓦斯突出礦井鑒定規範》(AQ1024-2006)，判定煤層是否具有突出危險性的指標可用煤的破壞類型、瓦斯放散初速度指標(ΔP)、煤的堅固性係數(f)、煤層瓦斯壓力(P)。以上指標的測定點應按照不同的地質單元分別進行布置，每個地質單元內在煤層走向和傾向方向分別布置3個以上測點。各指標值取鑒定煤層各測點的最高煤層破壞類型、煤的最小堅固性係數、最大瓦斯放散初速度指標和最大瓦斯壓力值。由於《地質報告》中提供的測點數量不足，且無煤層瓦斯壓力等指標，因此，本次設計無法根據上述指標判定煤層的突出危險性。

　　3、礦井與鄰近礦井煤與瓦斯突出情況，突出的煤層和深度，突出的地點以及所處煤層、地質構造情況，突出的類型、原因、基礎數據等突出動態和規律

　　原郭家地煤礦開采多年，未發生過煤與瓦斯突出事故及瓦斯動力現象。據本次調查，鄰近的恒泰煤礦於2003年10月29日西一采區1703回采工作麵運輸順槽掘進過程中曾發生過煤與瓦斯突出事故，死亡3人;政忠煤礦、能通煤礦、馬刀地煤礦也曾經發生過小規模的煤與瓦斯突出;樓下糯東煤礦在建井石門揭煤過程中有瓦斯突出征兆，經采取防突措施後安全揭煤。

　　因此，隨著礦井開采深度的增加，瓦斯壓力增加，發生煤與瓦斯突出的可能性增大。

　　綜上所述，井田內各煤層未經煤與瓦斯突出危險性鑒定，但從鄰近礦井發生過煤與瓦斯突出或動力現象這一情況來看，礦井具有發生突出的可能性，尤其是隨著向深部開采，礦井瓦斯壓力增加，煤層瓦斯含量增加，突出的可能性增大。因此，礦井在建設過程中必須請有資質的單位進行鑒定，以便采取相應的措施和對策。根據黔安監管辦字[2007]345號文件，本次按煤與瓦斯突出礦井設計。

　　二)礦井設計中防突措施

　　1、基礎資料來源及可靠性評價

　　郭家地煤礦瓦斯基礎資料來源於《《貴州省普安縣郭家地煤礦資源/儲量核實及勘探地質報告》，其可靠性是比較高的。本設計根據“報告”提供的數據所作的開采水平煤層瓦斯含量及礦井瓦斯湧出量預測方法科學合理，預測結果基本滿足設計需要。

　　但“報告”中瓦斯資料存在不足之處：瓦斯地質工作程度不夠;無瓦斯等值線、煤層透氣性、瓦斯壓力及梯度等資料。礦井在建設期間應及時補充上述資料，校核礦井通風能力。

　　2、確定為突出煤層的依據、所采用的預測方法和各項指標值，說明礦井各煤層的特征

　　礦井未進行煤與瓦斯突出危險性鑒定，但隨著向深部開采，礦井瓦斯壓力增加，煤層瓦斯含量增加，必須請有資質的單位進行鑒定，以便采取相應的措施和對策。根據黔安監管辦字[2007]345號文件，本次按煤與瓦斯突出礦井設計。

　　3、開拓方式、煤層開采順序、采煤方法、采區巷道布置和回采工作麵布置參數;礦井通風方式和通風係統方麵是否符合有關防突規定

　　設計采用斜井開拓方式，布置主斜井、副斜井、回風斜井共三個井筒，各井筒從煤層頂板進入煤層底板岩層，主要運輸大巷、采區上下山、瓦斯抽采巷均布置在19煤層底板的岩層中，距17煤層法線距離22m。設計采用下行式開采順序，上煤層作為下煤層的保護層，采煤方法為走向長壁式采煤法，後退式開采。采區準備方式為單翼采區，17、19煤層聯合布置，采區上山布置在采區邊界，每個采區布置一條軌道上山、一條皮帶上山、一條專用回風上山。各上山通過石門或繞道與采區煤層巷道連接。專用回風上山貫通整個采區，嚴禁一段進風、一段回風。采區內劃分區段，采煤工作麵傾斜長170米左右。每個區段設2條瓦斯抽放巷，布置在19煤層底板岩層中。

　　礦井通風方式采用中央並列式，主要通風機工作方法為抽出式。采掘工作麵獨立通風，防突工作麵通風設施采用正反向風門。符合防突的相關規定。

　　三)防突措施

　　本次設計采用包括突出危險性預測、防治突出措施、防治突出措施效果檢驗、安全防護措施等“四位一體”的綜合防突措施防治煤與瓦斯突出。除本設計外，建設單位尚須按《煤礦安全規程》第179條及黔府辦發〔2008〕83號文規定，委托有資質單位編製瓦斯抽采專項設計和防治煤與瓦斯突出專項設計。

　　(一)突出危險性預測

　　煤層突出危險性預測分為區域突出危險件預測(簡稱為區域預測，以下同)和工作麵突出危險性預測(包括石門和豎、斜井揭煤工作麵，煤巷掘進工作麵和采煤工作麵的突出危險性預測，簡稱工作麵預測，以下同)。區域預測應預測煤層和煤層區域的突出危險性，並應在地質勘探、新井建設、新水平和新采區開拓或準備時進行。工作麵預測是預測工作麵附近煤體的突出危險性，應在工作麵推進過程中進行。突出煤層經區域預測後可劃分為突出危險區、突出威脅區和無突出危險區。在突出危險區，工作麵進行采掘前，應進行工作麵預測。采掘工作麵經預測後，可劃分為突出危險工作麵和無突出危險工作麵。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30一100m，應用工作麵預測方法連續進行不少於兩次區域預測驗證，其中任何一次驗證為有突出危險時，該區域應改劃為突出危險區。隻有連續兩次驗證都為無突出危險時，該區域仍定為突出威脅區域。在突出危險工作麵進行采掘作業前，必須采取防治突出措施。采取防治突出措施之後，還要進行措施效果檢驗，經檢驗證實措施有效後，方可采取安全防護措施進行采掘作業。每執行一次防治突出措施作業循環(包括措施、措施效果檢驗、采掘作業)後，需再進行工作麵預測，如預測為無突出危險時，還必須再執行防治突出的措施，隻有連續2次預測為無突出危險時，該工作麵方可視為無突出危險工作麵。在無突出危險工作麵進行采掘作業時，可不采取防治突出措施，但必須采取安全防護措施。

　　1、區域突出危險性預測

　　由於區域突出危險性預測技術要求高、操作難度大，建議委托有資質的權威機構進行預測。

　　2、工作麵突出危險性預測

　　1)石門揭煤工作麵預測

　　(1)方法：本設計推薦采用鑽屑瓦斯解吸指標法進行預測。

　　(2)儀器：WTC突出參數預測儀

　　(3)指標：鑽屑瓦斯解吸指標K1值及動力現象。鑽屑瓦斯解吸指標的突出臨界值，應根據實測數據確定，若無實測數據，可采用幹煤樣0.5mL/g.min1/2，濕煤樣0.4mL/g.min1/2。當預測指標K1max大於或等於臨界指標時，為突出危險工作麵，當預測指標小於臨界指標時，為無突出危險工作麵。預測過程中出現噴孔、卡鑽等動力現象時，應定為突出危險工作麵。

　　(4)預測位置及鑽孔布置：在石門工作麵距煤層最小垂距為3～10m時，利用探明煤層賦存條件和瓦斯情況的鑽孔或至少打兩個直徑為50～75mm的預測鑽孔，在其鑽進煤層時，用1～3mm的篩子篩分鑽屑，測定其瓦斯解吸指標。

　　2)煤巷掘進工作麵突出危險性預測

　　(1)方法：本設計推薦采用鑽屑指標法進行預測。

　　(2)儀器：WTC突出參數預測儀、彈簧秤。

　　(3)指標：鑽屑瓦斯解吸指標K1值、鑽屑量S及動力現象。鑽屑指標法各項指標的突出危險臨界值，應根據現場測定資料確定。如無實測資料時，可參照表5-3-1的數據確定工作麵的突出危險性。預測過程中出現噴孔、卡鑽等動力現象時，應定為突出危險工作麵。

　　表5-3-1 鑽屑指標法預測煤巷掘進工作麵突出危險性的臨界值

　　(4)鑽孔布置

　　在煤巷掘進工作麵打3個直徑42mm、孔深8～l0m的鑽孔，鑽孔應布置在軟分層中，一個鑽孔位於巷道工作麵中部，並平行於掘進方向，其他鑽孔的終孔點應位於巷道輪廓線外3～5m處鑽孔布置見插圖5-3-1。

　　鑽孔每打lm測定鑽屑量一次，每隔2m測定一次鑽屑解吸指標。根據每個鑽孔沿孔長每米的最大鑽屑量Smax和鑽屑解吸指標K1預測工作麵的突出危險性。

　　采用鑽屑指標法預測突出危險性，當預測為無突出危險時，每預測循環應留有至少2m的預測超前距。

　　3)采煤工作麵突出危險性預測

　　采煤工作麵突出危險性預測可使用煤巷掘進工作麵突出預測方法，沿采煤工作麵每隔10～15m布置一個預測鑽孔，孔深根據工作麵條件選定，但不得小於3.5m。當預測為無突出危險工作麵時，每預測循環應留2m預測超前距。

　　(二)防治突出措施

　　防治突出措施包括區域性防治突出措施和局部防治突出措施。本次設計選擇開采保護層和預抽煤層瓦斯作為區域性防治突出措施。石門揭煤工作麵、煤巷掘進工作麵、采煤工作麵等選擇針對性的局部防治突出措施。

　　1、開采保護層

　　1)保護層的確定

　　(1)保護層的性質

　　開采保護層是防治煤與瓦斯突出最簡單、最有效、最可靠的區域性防突措施。開采保護層後，保護層上下圍岩向采空區移動，采空區上方岩體冒落並形成自然冒落拱，下方岩體向采空區膨脹並形成裂隙，被保護層中彈性潛能得以釋放，岩石和被保護層的地應力降低;同時被保護層透氣性係數大大增加，有利於抽采瓦斯，降低煤層瓦斯壓力;此外還能改變被保護層的物理力學性質，增強煤體抗破壞能力，從而達到防止煤與瓦斯突出的目。

　　(2)保護層的選擇

　　根據《煤礦安全規程》第一百九十二、一百九十三、一百九十四條之規定，對於有突出危險煤層，應采取開采保護層或預抽煤層瓦斯等區域性防治突出措施;在突出礦井開采煤層群時，應優先選擇開采保護層防治突出措施;選擇保護層應遵循下列原則：一是優先選擇無突出危險煤層作為保護層、礦井所有煤層都有突出危險時應選擇危險程度較小的煤層作保護層，二是應優先選擇上保護層、選擇下保護層時，不得破壞被保護層的開采條件。

　　由於在地質勘探階段未提供各煤層突出危險程度的資料，因此，本設計根據該礦井煤層賦存條件及確定的煤層開采順序(即首先開采17煤層，再開采19煤層)，將首先開采的17煤層作為19煤層的保護層。本礦井開中厚煤層，其中17煤層平均厚度1.67m，19煤層平均厚度2.8m,,平均層間距27.32m，符合開采中距離上保護層的條件。

　　2)保護層作用有效範圍的圈定。

　　(1)保護層與被保護層之間的有效垂距

　　根據《防治煤與瓦斯突出細則》第40條，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80 時，都必須對保護層的保護效果進行檢驗。檢驗應在被保護層中掘進巷道時進行，檢驗方法按照《細則》第35 條規定的方法進行。如果各項測定指標都降到該煤層突出危險臨界值以下，則認為保護層開采有效;反之，認為無效。

　　17煤層與19煤層層間距在27.32m左右，保護層與被保護層之間的垂距在有效垂距範圍內。

　　(2)沿走向的保護範圍

　　本設計根據《防治煤與瓦斯突出實施細則》第48條，在保護層工作麵開采結束3個月後，且卸壓比較充分，岩層移動基本穩定的情況下，按56º卸壓角劃定沿走向的保護範圍，如插圖5-3-2所示。

　　3)開采保護層的幾個技術問題。

　　(1)主要巷道布置位置

　　主要巷道布置在19煤層底板岩層中，距19煤層底板法線距離17~27m，在施工過程中，加強巷道導向，防止誤穿煤層。

　　(2)井巷揭穿突出煤層地點的選擇

　　根據經驗，井巷揭穿突出煤層的危險性非常大，因此選擇揭穿突出煤層的位置非常重要。首先揭煤地點應盡量避開斷層、褶皺等地質構造帶，其次應盡量選擇在受到保護的區域揭穿突出煤層，避開采掘工作麵前方的應力集中地帶。

　　本井田內采區巷道揭穿煤層地點為各區段軌道石門和回風石門。揭煤地點應避開地質構造複雜和破碎地帶。

　　(3)在有抽放瓦斯係統的礦井開采保護層應同時抽放被保護層瓦斯

　　為提高保護層的卸壓保護效果，設計考慮了對被保護層瓦斯的卸壓抽放措施。抽放鑽孔布置參數見本章第五節。

　　(4)保護層的有效保護範圍及有關參數的確定

　　17煤層作為19煤層的保護層進行開采後，必須及時繪製保護關係圖並按規定程序進行審批。劃定保護範圍的卸壓角必須在實際工作中考察確定，在取得實際考察數據之前，可按“防突細則”取值：走向方向卸壓角為56°，傾斜方向上、下方的卸壓角分別為δ3=75°、δ4=75°。在被保護層中進行采掘時，對保護範圍進行效果檢驗。

　　(5)保護層的回采工作麵與被保護層的掘進工作麵超前距離的確定

　　根據《防治煤與瓦斯突出實施細則》的規定，為了保證被保護層掘進工作麵的安全，保護層回采工作麵必須超前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層間垂距的兩倍，並不得小於30m。

　　(6)突出煤層中防止在應力集中的影響範圍內布置采掘工作麵

　　在井巷距貫通點30m前，隻允許其中一個掘進工作麵作業，必須停止另一個掘進工作麵作業;雙巷掘進的，其中一個掘進工作麵作業時，必須停止另一個工作麵掘進;同區段內，上層煤層回采時，下層煤層不得掘進作業。

　　(7)開采保護層，一般不留煤柱，留煤柱應采取的措施

　　保護層中盡可能少留或不留煤柱。采掘過程中所留煤柱必須及時填圖。在煤柱影響區進行采掘前，必須首先采取消突措施，並經效果檢驗有效消防突出危險後方可采取安全防護措施進行作業。在回撤煤柱區內支架時，必須執行“四位一體”的防突措施，防止垮塌誘發突出。

　　(8)在突出煤層或瓦斯噴出區域掘進工作麵的通風方式或局部通風機選擇

　　巷道掘進工作麵全部實行獨立通風，采用局部扇風機壓入式供風，利用礦井主扇全壓回風。達產時全礦共布置2個掘進工作麵，每個掘進工作麵配備局部通風機2台，1台運行、1台備用。此外每個掘進工作麵采用雙電源供電，掘進工作麵使用的設備滿足“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)的要求，雙局扇實現自動切換，掘進工作麵風筒具有抗靜電、阻燃性能。

　　(9)井巷揭穿突出煤層前通風係統和通風設施及采區上山布置方式選擇

　　在生產過程中，石門揭穿突出煤層前，必須首先形成全負壓通風係統。根據《防治煤與瓦斯突出細則》第95條的要求，在突出危險區石門揭煤時必須在掘進工作麵的進風側設置反向風門，以控製突出時的瓦斯能沿回風道流入回風係統。反向風門應設在圍岩堅固、無積水、支護完好、無拐彎的平巷內，反向風門的數量為兩道。反向風門牆垛可用磚或混凝土砌築，嵌入巷道周邊岩石的深度不得小於0.2m，牆垛厚度不得小於0.8m。門框和門可采用堅實的木質結構，門框厚度不得小於100mm，風門厚度不得小於50mm，風門的橫梢不少於三根。兩道風門之間的距離不得小於4m。每道反向風門都必須有牢固的底坎。不過車的風門，其底坎要求在反向風門關閉後能將其抵牢;過車門的底坎高度以不影響通車為限。每次放炮之前，施工隊的班長負責關閉反向風門並用料石或木料等物將反向門支撐好，使反向風門受突出壓力時底邊有較強的承壓能力。在巷道掘進施工完畢後，應及時撤除反向風門，以完善巷道的暢通性。

　　本礦井采用走向長壁采煤法，采區內設置有軌道上下山、專用回風上山。上山均布置在煤層底板岩層中，其中回風上山貫通整個采區，嚴禁一段進風、一段回風。防突工作麵回風係統保持暢通，不設控風設施。

　　(10)其它應注意的問題

　　本礦井作為保護層開采的17煤層其本身具有煤與瓦斯突出危險性。在保護層中進行采掘前，必須采取掘進條帶預抽、回采範圍網格預抽、順層鑽孔邊采邊抽的綜合抽放方法;經預抽後，煤層瓦斯含量必須降到8.0m3/t以下或煤層瓦斯壓力降到0.74MPa以下，經有資質的單位進行消突效果評估達到消突效果後，方可進行采掘作業。在保護層中進行采掘時，必須采取“四位一體”的綜合防突措施。

　　在未開采上覆17煤層的區域內開采19煤層時，必須采取掘進條帶預抽、回采範圍網格預抽、順層鑽孔邊采邊抽的綜合抽放方法;經預抽後，煤層瓦斯含量必須降到8.0m3/t以下或煤層瓦斯壓力降到0.74MPa以下，經有資質的單位進行消突效果評估達到消突效果後，方可進行采掘作業。在煤層中進行采掘時，必須采取“四位一體”的綜合防突措施。

　　2、預抽煤層瓦斯

　　1)預抽煤層瓦斯方法。本設計采用在19煤層底板岩層中布置各區段瓦斯抽放巷，每個區段布置2條瓦斯抽放巷。從瓦斯抽放巷向煤層施工底板穿層鑽孔預抽煤層瓦斯。抽放方法和鑽孔布置方式見本章第五節礦井瓦斯抽放有關內容。

　　2)預抽煤層瓦斯防突措施的有效性指標的確定和依據

　　根據《煤礦瓦斯抽采基本指標》及黔府辦發[2008]83號文件精神，“瓦斯含量達到或超過8.0立方米/噸的煤層(區域)、瓦斯壓力達到或超過0.74MPa的煤層(區域)必須預抽煤層瓦斯，消除瓦斯隱患後，再安排采掘作業”。

　　本設計采取底板穿層鑽孔對煤層巷道掘進條帶(巷道輪廓線外兩幫各10m範圍)以5 m´5m(走向´傾向)網格鑽孔進行預抽，對回采範圍及其邊界輪廓線外10m範圍以10m´10m(走向´傾向)網格鑽孔進行預抽。本設計主要采用預抽後煤層瓦斯含量及煤層瓦斯壓力作為預抽煤層瓦斯防突措施有效性指標。經有資質的單位對預抽效果進行評估，達到消突效果後方可進行采掘作業。

　　工作麵回采巷道形成後，在運輸巷沿煤層傾向向上施工順層鑽孔，並邊采邊抽。

　　抽放鑽孔布置參數見本章“三、瓦斯抽采及利用”。

　　3、石門和其他岩石井巷揭穿突出煤層的防治突出措施

　　石門和其他岩石井巷揭穿突出煤層、即石門和其他岩石井巷自底(頂)板岩柱穿過煤層進入頂(底)板的全部作業過程，都必須采取防治突出措施，並編製設計。在地質構造破壞帶應盡量不布置石門。如果條件許可，石門應布置在被保護區或先掘出石門揭煤地點的煤層巷道，然後再用石門貫通。石門與突出煤層中已掘出的巷道貫通時，該巷道應超過石門貫通位置5m以上，並保持正常通風。

　　1)石門揭煤的步驟

　　(1)探明石門(或揭煤巷道)工作麵和煤層的相對位置;

　　(2)在揭煤地點測定煤層瓦斯壓力或預測石門工作麵突出危險性;

　　(3)預測有突出危險時，采取防治突出措施;

　　(4)實施防突措施效果檢驗;

　　(5)用遠距離放炮或震動放炮揭開或穿過煤層;

　　(6)在巷道與煤層連接處加強支護;

　　(7)穿透煤層進入頂(底)板岩石。

　　2)石門揭穿突出煤層的設計主要內容

　　(1)突出預測方法及預測鑽孔布置、控製突出煤層層位和測定煤層瓦斯壓力的鑽孔布置;

　　(2)建立安全可靠的獨立通風係統，並加強控製通風風流設施的措施。在建井初期，礦井尚未構成全風壓通風時，在石門揭穿突出煤層的全部作業過程中，與此石門有關的其他工作麵都必須停止工作。放震動炮揭穿突出煤層時，與此石門通風係統有關地點的全部人員必須撤至地麵，井下全部斷電，井口附近地麵20m範圍內嚴禁有任何火源;

　　(3)揭穿突出煤層的防治突出措施;

　　(4)準確確定安全岩柱厚度的措施;

　　(5)安全防護措施。

　　3)石門揭穿突出煤層的規定

　　(1)石門揭穿突出煤層前，必須打鑽控製煤層層位、測定煤層瓦斯壓力或預測石門工作麵的突出危險性。後兩項工作可與控製煤層層位的前探鑽孔共用。前探鑽孔、測壓鑽孔可參照插圖5-3-4布置;

　　(2)在石門工作麵掘至距煤層10m(垂距)之前，至少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，並詳細記錄岩芯資料。

　　(3)地質構造複雜、岩石破碎的區域，石門工作麵掘至距煤層20m(垂距)之前，必須在石門斷麵四周輪廓線外5m範圍煤層內布置一定數量的前探鑽孔。以保證能確切地掌握煤層厚度、傾角的變化、地質構造和瓦斯情況等;

　　1、2一控製煤層層位鑽孔;3、4一測定煤層瓦斯壓力鑽孔;5一突出危險煤層

　　(4)在石門工作麵距煤層5m(垂距)以外，至少打2個穿透煤層全厚的測壓(預測)鑽孔，測定煤層瓦斯壓力、煤的瓦斯放散初速度指標與堅固性係數或鑽屑瓦斯解吸指標等。為準確得到煤層原始瓦斯壓力值，測壓孔應布置在岩層比較完整的地方，測壓孔與前探孔不能共用時，兩者見煤點之間的間距不得小於5m。在近距離煤層群中，層間距小於5m或層間岩石破碎時，應測定各煤層的綜合瓦斯壓力;

　　(5)為了防止誤穿煤層，在石門工作麵距煤層垂距5m時，應在石門工作麵頂(底)部兩側補打3個小直徑(42mm)超前鑽孔，其超前距不得小於2m。當岩巷距突出煤層垂距不足5m且大於2m時，為了防止岩巷誤穿突出煤層，必須及時采取探測措施，確定突出煤層層位，保證岩柱厚度不小於2m(垂距);

　　(6)石門掘進工作麵與煤層之間必須保持一定厚度的岩柱。岩柱的尺寸應根據防治突出的措施要求、岩石的性質、煤層傾角等確定(見表19)。采用震動放炮措施時，石門掘進工作麵距煤層的最小垂距是1.5m，如果岩石鬆軟、破碎，還應適當增加垂距。

　　(7)石門揭穿突出煤層前，當預測為突出危險工作麵時，必須采取防治突出措施，經效果檢驗有效後可用遠距離放炮或震動放炮揭穿煤層;若檢驗無效，應采取補充措施，經措施效果檢驗有效後，用遠距離放炮或震動放炮揭穿煤層。當預測為無突出危險時，可不采取防治突出措施，但必須采用震動放炮揭穿煤層。

　　4)揭穿突出煤層的防治突出措施

　　石門防治突出措施可采用抽放瓦斯、水力衝孔、排放鑽孔、金屬骨架或其它經試驗證明有效的措施，在實施防治突出措施時，都必須進行實際考察，得出符合本礦井實際的有關參數。本設計推薦采用以抽放瓦斯措施為主，以排放瓦斯措施為輔的防治突出措施。

　　(1)預抽瓦斯措施

　　①實施措施時的岩柱厚度

　　在石門掘進工作麵距突出煤層底板垂距10m、5m、3m時分別布置抽放鑽孔進行預抽。

　　②鑽孔控製範圍

　　抽放鑽孔應控製石門揭煤處巷道斷麵輪廓線外兩幫各10m，上方10m、下方5m。

　　③鑽孔間距及孔徑

　　可根據煤層的透氣性和允許抽放的時間確定，一般為2～3m，均勻布孔。本設計推薦采用鑽孔間距2.5m，孔徑87mm。

　　④預抽時間

　　預抽時間以預抽後煤層瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤層瓦斯壓力降到0.74MPa以下為準。

　　⑤抽放效果檢驗標準

　　在抽放鑽孔控製範圍內，煤層瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤層瓦斯壓力降到0.74MPa，且預測(效果檢驗)指標降到突出臨界值以下，認為預抽瓦斯防突措施有效。

　　(2)排放鑽孔措施

　　① 實施措施時的岩柱厚度

　　在石門掘進工作麵距突出煤層底板垂距3m時布置排放鑽孔進行排放。

　　②鑽孔控製範圍

　　排放鑽孔應控製石門揭煤處巷道斷麵輪廓線外兩幫各10m，上方10m、下方5m。

　　③鑽孔間距及孔徑

　　排放鑽孔的直徑為75～100mm，鑽孔間距根據實測的有效排放半徑而定，一般孔底間距不大於2m。鑽孔布置可參見插圖5-3-5所示。本設計推薦采用鑽孔間距2m，孔徑87mm。

　　④排放時間

　　預抽時間以預抽後煤層瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤層瓦斯壓力降到0.74MPa以下為準。

　　⑤排放效果檢驗標準

　　在抽放鑽孔控製範圍內，煤層瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤層瓦斯壓力降到0.74MPa，且預測(效果檢驗)指標降到突出臨界值以下，認為預抽瓦斯防突措施有效。

　　4、煤層中采掘工作麵防治突出措施

　　在突出煤層中進行掘進和回采時，都應預測煤層的突出危險性，並根據煤層的突出危險性和具體條件，采取防治突出措施。措施參數應根據礦井實際測定的結果或參照有關資料確定。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掘作業時，不得布置兩個工作麵相向回采和掘進。突出煤層的掘進工作麵，不得進入本煤層或鄰近煤層采煤工作麵的應力集中區。突出煤層的采掘工作麵靠近或處於地質構造破壞和煤層賦存條件急劇變化地帶時，都應認真檢驗防治突出措施的效果。如果措施無效，應及時采取補充措施。

　　1)煤巷掘進工作麵防治突出措施

　　在突出危險煤層中掘進平巷時，應采用超前鑽孔、鬆動爆破、前探支架、水力衝孔或其它經試驗證實有效的防治突出措施。本設計推薦采用抽放瓦斯、超前鑽孔、鬆動爆破、前探支架防突措施。

　　在第一次執行上述措施或無措施超前距時，必須采用淺孔排放或其它防治突出措施，在工作麵前方形成5m的執行措施的安全屏障後，方可進入正常防突措施施工，確保執行措施的安全。

　　(1)抽放瓦斯防治突出措施

本設計采用沿煤層巷道掘進方向施工順層鑽孔抽放煤層瓦斯。抽放鑽孔控製前方50米、兩幫5米，抽放超前距不少於10米，孔徑Φ87mm。抽放鑽孔布置見插圖5-3-6。

　　圖5-3-6 煤層巷道掘進工作麵超前預抽鑽孔布置示意圖

　　采取防突措施後，必須進行防突措施效果檢驗，經檢驗消除突出危險後，方可采取安全防護措施進行掘進。預測及效果檢驗超前距不小於5m。

　　(2)超前鑽孔防治突出措施

　　①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。鑽孔超前於掘進工作麵的距離不得小於5m;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鑽孔應盡量布置在煤層的軟分層中;

　　③超前鑽孔應控製到巷道斷麵輪廓線外2～4m(包括巷道斷麵內的煤層);

　　④超前鑽孔孔數應根據鑽孔的有效排放半徑確定，鑽孔的有效排放半徑必須經實測確定;

　　⑤煤層賦存狀態發生變化時，應及時探明情況，再重新確定超前鑽孔的參數;

　　⑥必須對超前鑽孔進行效果檢驗。如果經檢驗措施無效，必須補打鑽孔或采取其它補充措施;

　　⑦超前鑽孔有效排放半徑的測定方法可按照《防治煤煤與瓦斯突出細則》附錄五的規定執行;

　　⑧超前鑽孔施工前應加強工作麵支護，打好迎麵支架，背好工作麵。

　　(3)深孔鬆動爆破措施

　　①深孔鬆動爆破的孔徑為42mm，孔深不得小於8m。深孔鬆動爆破應控製到巷道輪廓線外1.5～2m的範圍。孔數應根據鬆動爆破有效半徑確定。采用深孔鬆動爆破防突措施，在掘進時必須留有不小於5m的超前距;

　　②深孔鬆動爆破的有效影響半徑，應進行實測;

　　③深孔鬆動爆破孔的裝藥長度為孔長減去5.5～6m，每個藥卷(特製藥卷)長度為lm，每個藥卷裝入一個雷管。裝藥必須裝到孔底。裝藥後，應裝入不小於0.4m的水炮泥，水炮泥外側還應充填長度不小於2m的封口炮泥;

　　④在裝藥和充填炮泥時，應防止折斷電雷管的腳線;

　　⑤深孔鬆動爆破後，必須進行措施效果檢驗。如果措施無效，必須采取補救措施;

　　⑥深孔鬆動爆破時，必須執行撤人、停電、設警戒、遠距離放炮、反向風門等安全措施。

　　⑦在地質構造破壞帶或煤層賦存條件急劇變化處不能按原措施要求實施時，必須打鑽孔查明煤層賦存條件，然後采用直徑為42～75mm的鑽孔進行排放，經措施效果檢驗有效後，方可采取安全防護措施施工。

　　(4) 前探支架防突措施要求

　　前探支架可用於鬆軟煤層的平巷工作麵，以防止工作麵頂部懸煤垮落而造成的突出(傾出)。前探支架一般是向工作麵前方打鑽孔，孔內插入鋼管或鋼軌，其長度可按兩次掘進長度再加0.5m。每掘進一次。打一排鑽孔，形成兩排鑽孔交替前進，鑽孔間距為0.2～0.3m。

　　(5)其它防治突出措施

　　①在突出煤層中掘進上山(含開切眼)時，應采取超前鑽孔、鬆動爆破、掩護擋板或其他保證作業人員安全的防護措施。

　　②突出煤層上山掘進工作麵采用放炮作業時，應采用淺炮眼遠距離全斷麵一次爆破。

　　③在突出煤層的煤巷中更換、維修或回收支架時，必須采取預防煤體垮落而引起突出的措施。

　　2)采煤工作麵防治突出措施

　　須及時維修突出煤層采煤工作麵進、回風道，保持暢通。

　　采煤工作麵防治突出措施有預抽煤層瓦斯、鬆動爆破、超前鑽孔等。本設計推薦選擇預抽煤層瓦斯、超前鑽孔、鬆動爆破等措施。

　　(1)預抽煤層瓦斯

　　①在區段底板岩層巷道中布置底板穿層抽放鑽孔，以10m´10m網格布孔，孔徑65mm。

　　②在運輸順槽開形成後，從運輸順槽沿煤層傾斜每隔5~10m布置抽放鑽孔，孔徑87mm。

　　(2)超前鑽孔

　　回采工作麵經預測或效果檢驗後，在預測(效果檢驗)指標超過臨界值的鑽孔周圍布置超前鑽孔。

　　①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。鑽孔超前於工作麵的距離不得小於5m;

　　②鑽孔應盡量布置在煤層的軟分層中;

　　③超前鑽孔應控製到預測(效果檢驗)指標超標孔兩側，直至未超標孔位置;

　　④超前鑽孔孔數應根據鑽孔的有效排放半徑確定，鑽孔的有效排放半徑必須經實測確定;

　　⑤煤層賦存狀態發生變化時，應及時探明情況，再重新確定超前鑽孔的參數;

　　⑥必須對超前鑽孔進行效果檢驗。如果經檢驗措施無效，必須補打鑽孔或采取其它補充措施;

　　⑦超前鑽孔有效排放半徑的測定方法可按照《防治煤煤與瓦斯突出細則》附錄五的規定執行;

　　⑧超前鑽孔施工前應加強工作麵支護，打好迎麵支架，背好工作麵。

　　(3)鬆動爆破防治突出措施

　　進行采煤工作麵的鬆動爆破防治突出措施，適用於煤質較硬、圍岩穩定性較好的煤層。鬆動爆破孔沿采煤工作麵每隔2～3m打一個，孔深不小於3m，炮泥封孔長度不得小於lm。措施實施後，必須經措施效果檢驗有效後，方可進行采煤。采用鬆動爆破防治突出措施的超前距離不得小於2m。

　　三)防治突出措施效果檢驗

　　礦井采取開采保護層、預抽煤層瓦斯以及其它防治煤與瓦斯突出措施後，必須進行消突效果評價，隻有經評價達到消突效果且經相關部門及人員審批同意後，方可進行采掘作業。

　　(一)預抽煤層瓦斯防治突出措施的效果檢驗

　　預抽煤層瓦斯後，對預抽瓦斯防治突出效果的檢驗應在煤巷掘進時進行，檢驗方法按煤巷掘進工作麵突出危險性預測的方法進行。

　　(二)石門揭煤工作麵防治突出措施的效果檢驗

　　石門防治突出措施執行後，應采取鑽屑指標方法(檢驗措施效果。檢驗孔孔數為4個，其中石門中間一個、並應位於措施孔之間，其它3個孔位於石門上部和兩側，終孔位置應位於措施控製範圍的邊緣線上。如檢驗結果的各項指標都在該煤層突出危險臨界值以下，則認為措施有效;反之，認為措施無效。

　　(三)煤巷掘進工作麵防治突出措施的效果檢驗

　　煤巷掘進工作麵執行防治突出措施後，按煤巷掘進工作麵突出危險性預測進行措施效果檢驗。檢驗孔孔深應小於或等於措施孔，並應布置在兩個措施孔之間(見插圖5-3-7)。如果測得的指標都在該煤層突出危險臨界值以下，則認為措施有效;反之，認為措施無效。當措施無效時，無論措施孔還留有多少超前距，都必須采取防治突出的補充措施，並經措施效果檢驗有效後，方可采取安全防護措施施工。

　　當檢驗孔孔深等於措施孔孔深(檢驗與措施孔孔深均采用鑽孔向巷道掘進方向的投影孔深，簡稱投影孔深)時，經檢驗措施有效後，必須留有5m投影孔深的超前距。當檢驗孔孔深小於措施孔孔深，且兩孔投影孔深的差值不小於3m時經檢驗措施有效後，可采用2m投影孔深的超前距。

　　(四)采煤工作麵防治突出措施的效果檢驗

　　采煤工作麵采用淺孔注水或鬆動爆破措施時，采用鑽屑指標法或其它經試驗證實有效的方法檢驗防治突出措施的效果。檢驗鑽孔應打在措施孔之間，測定方法按《防治煤與瓦斯突出細則》(95版)第35條的規定實施。檢驗指標小於該煤層突出危險臨界值時，則認為防突措施有效;反之，認為防突措施無效。

　　在措施效果無效區段，必須采取補充防治突出的措施，並經措施效果檢驗有效後，方可采取安全防護措施施工，並應留有不小於2m的超前距。

　　四)安全防護措施

　　井巷揭穿突出煤層或在突出煤層中進行采掘作業時，都必須采取安全防護措施。安全防護措施包括井下避難所、壓風自救係統、震動放炮、反向風門、遠距離放炮、隔離式(壓縮氧和化學氧)自救器等。

　　1、井下避難所

　　1)井下避難所的設置要求

　　(1)避難所設在采掘工作附近的進風流中，以便於放炮員操縱放炮，距采掘工作麵的距離不得小於300m。

　　(2)避難所必須設置向外開啟的隔離門，室內淨高不得低於2m，長度和寬度應根據同時避難的最多人數確定，但每人使用麵積不得小於0.5m2。避難所內必須支護良好，並設有與礦調度室直通的電話。

　　(3)避難所內必須設有供給空氣的設施，每人供風量不得少於0.3m3/min。如果用壓縮空氣供風時，應有減壓裝置。

　　(4)避難所內應根據避難最多人數，配備足夠數量的自救器。

　　2)井下避難所設計

　　根據本礦井的達產時巷道布置情況，在采區進回風石門設避難所。

　　避難所長度為10m，寬3m，高2.5m，矩形斷麵，采用掛網錨噴支護。回采麵避難所兩端均與進風巷相通，掘進工作麵避難所一端與進風巷相通，另一端與回風巷相通，硐室兩端各建一道向外開啟的隔離風門。

　　避難所內的壓風急救袋的個數根據在該地點同時工作的人數來確定的。根據在回采工作麵、掘進工作麵作業的最多人數，在避難所內按1台/人安設壓風急救袋。使用時打開位於急救袋上方壓風管路上的閥門，即可向急救袋內通入新鮮空氣供人呼吸。

　　避難所內安裝一部直通礦調度室的電話，按1台/人放置自救器(存放在專門的自救器箱中)、2瓶氧氣、1個裝有急救藥品的急救箱、1台蘇生器、2副擔架等以備急需。此外，向該硐室接入清水管供避難人員使用。硐室內放有3條可供人員乘坐的長椅。

　　2、壓風自救係統

　　1)壓風自救 係統的安設計要求

　　(1)壓風自救係統安設在井下壓縮空氣管路上。

　　(2)壓風自救係統設置在距采掘工作麵25m～40m的巷道內、放炮地點、撤離人員與警戒人員所在的位置以及回風有巷有人作業處。長距離的掘進巷道中，應每隔50m設置一組壓風自救係統。

　　(3)每組壓風自救係統一般供6人～8人用，壓縮空氣供給量每人不得少於0.1m3/min。

　　2)壓風自救係統的組成

　　壓風自救係統一般由壓風管路、閥門和自救裝置組成。自救裝置有兩種類型，一種為ZY-J壓風急救袋，安裝在掘進巷道內;另一種為ZY-M壓風自救器，安裝在回采工作麵。

　　ZY-M壓風自救器由管路減壓閥、開關、送氣軟管、麵罩和保護盒等組成。平常不用時，送氣器和開關、送氣軟管、麵罩均放在保護盒中，並關好保護盒。該自救器保護盒用螺栓固定在支架掩護板下兩根支柱之間，工作麵每隔兩架支架安裝一個自救器保護盒。一旦發生煤與瓦斯突出，人員迅速打開保護盒，拉出麵罩和送氣軟管，此時減壓閥和開關自動打開放氣，把吸氣麵罩戴上，安靜地站在支架下等待救援。

　　3、震動放炮

　　1)震動放炮的設計要求

　　(1)震動放炮必須編製專門設計;

　　(2)震動放炮的炮眼數目，應按照每平方米石門斷麵4～5個確定;

　　(3)震動放炮的炮眼布置，根據斷麵和岩性確定;

　　(4)岩眼不得打入煤層，眼底距煤層應保持0.2m的距離。如果岩眼已打入煤層，必須在眼底的岩石中充填0.2m的炮泥;

　　(5)震動放炮的單位炸藥消耗量，應按照正常掘進量的1.5～2倍確定，打穿煤層的炮眼在煤層段和岩石段應分段裝藥，並用長0.25m的炮泥隔開;

　　(6)所有炮眼都在炸藥與封泥間裝1～2個水炮泥，封泥都必須密實地裝至孔口;

　　(7)震動放炮必須采用銅腳線的毫秒雷管，最後—段的延期時間不得超過130ms，並不得跳段使用。電雷管使用前必須進行導通試驗。電雷管的聯接可采用串聯、串並聯或並串聯方式，但都必須使通每一電雷管的電流達到電雷管的引爆電流的兩倍。放炮母線必須采用專用電纜，並盡可能的減少接頭，以減少放炮母線的電阻，有條件的可采用遙控引爆器;

　　(8)震動放炮工作麵，必須具有獨立可靠的回風係統;

　　(9)震動放炮時，回風係統內電氣設備必須切斷電源，嚴禁人員作業和通過。

　　2)石門揭穿突出煤層采用震動放炮時，必須遵守的規定

　　(1)工作麵必須有獨立可靠的回風係統，必須保證回風係統中風流暢通，並嚴禁人員通行和作業。在其進風側的巷道中，應設置兩道堅固的反向風門。與該係統相連的風門、密閉、風橋等通風設施必須堅固可靠，防止突出後的瓦斯湧入其他區域;

　　(2)鑿岩爆破參數、放炮地點、反向風門位置、避災路線及停電、撤人、警戒範圍等，必須在設計中明確規定;

　　(3)放震動炮由礦總工程師統一指揮，並由礦山救護隊在指定地點值班，放炮後至少經30min，由礦山救護隊人員進入工作麵檢查。根據檢查結果，確定采取的恢複送電、通風及排除瓦斯等具體措施;

　　(4)為降低震動放炮時誘發突出的強度，應采用擋欄設施。擋欄可用金屬、矸石或木垛等構成。金屬擋欄是由槽鋼排列成的方格框架，框架中槽鋼的間隔為0.4m，槽鋼彼此用卡環固定，使用時在迎工作麵的框架上，再鋪上網眼為20X20mm的金屬網，然後用木支柱將框架撐成45°的斜麵。—組擋攔通常由兩架組成，其間距為6～8m。金屬擋欄如插圖5-3-8所示。矸石和木垛擋欄如插圖5-3-9所示，擋欄距工作麵的距離，可根據預計的突出強度在設計中確定;

　　(5)揭開煤層後，在石門附近30m範圍內掘進煤巷時，必須加強支護，嚴格采取防突措施。

　　(6)如果震動放炮未能按要求揭穿煤層，在掘進剩餘部分時(包括掘進煤層相進入底(頂)板2m範圍內)，必須按照震動放炮的安全要求，進行放炮作業。震動放炮未崩開石門全斷麵的岩柱和煤層時，繼續放炮仍需按照震動性放炮有關規定執行，並需加強支護，設專人檢查瓦斯和觀察突出預兆;在作業中，如發現突出預兆，工作人員應立即撤到安全地點。在掘進剩餘部分時，必須采用抽放瓦斯、排放鑽等防突措施，並應遵守下列規定：

　　a采用抽放瓦斯、排放鑽孔之前，必須加強巷道及迎麵支護，巷道支架背嚴、背實後，方可進行作業。作業時，必須采取保護工作麵作業人員的安全措施;

　　b放震動炮前，對所有鑽孔和在煤體中形成的孔洞都應嚴密封閉孔口，孔內注滿水或以黃土、砂充實。

　　4、反向風門

　　1)反向風門必須設在石門掘進工作麵的進風側，以控製突出時的瓦斯能沿回風道流入回風係統，如插圖5-3-10所示;

　　2)必須設置兩道牢固可靠的反向風門，風門牆垛可用磚或混凝土砌築，嵌入巷道周邊岩石的深度可根據岩石的性質確定，但不得小於0.2m，牆垛厚度不得小於0.8m。門框和門可采用堅實的木質結構，門框厚度不得小於100mm，風門厚度不得小於50mm。兩道風門之間的距離不得小於4m;

　　3)放炮時風門必須關閉，對通過內牆垛的風筒，必須設有隔斷裝置。放炮後，礦山救護隊和有關人員進入檢查時，必須把風門打開頂牢;

　　4)反向風門距工作麵的距離和反向風門的組數，應根據掘進工作麵的通風係統和石門揭穿突出煤層時預計的突出強度確定。

　　5、遠距離放炮

　　采用遠距離放炮時，放炮地點應設在進風側反向風門之外或避難所內，放炮地點距工作麵的距離根據實際情況由礦總工程師確定。放炮員操縱放炮的地點，應配備壓風自救係統或自救器。

　　遠距離放炮時，回風係統的采掘工作麵及其他有人作業的地點，都必須停電撤人，放炮30min後，方可由救護隊員戴機進入工作麵檢查。

　　1一木質帶鐵皮的風門;2一磚牆;3一鐵風筒;4一膠皮風筒;5一防止瓦斯逆流鐵板;6一防止瓦斯逆流鐵板立軸;7一定位圈;8一局部通風機;B1一正常通風時防止瓦斯逆流鐵板位置;B2--突出逆風時防止瓦斯逆流鐵板位置

　　6、其它安全防護措施

　　(1)在有突出危險的采區和工作麵，電氣設備必須行專人負責檢查、維護，並應每旬檢查一次防爆性能，嚴禁使用防爆性能不合格的電氣設備。

　　(2)突出的煤必須及時清理，以防自然引起瓦斯爆炸。清理突出煤時，必須編製防止煤塵飛揚、杜絕火源、垮塌以及再次發生事故的安全防護措施。

　　(3)對突出孔洞，應充填或支護。發生大型或特大型突出後，一般不應從空洞放出鬆散煤體，以免造成空洞垮塌，引起再次突出，還應及時砌镟或注漿封閉空洞，以免引起煤的自燃。

　　(4)突出礦井每—入井人員，必須隨身攜帶隔離式(壓縮氧和化學氧)自救器。

　　(5)采掘工作麵嚴禁采用風鎬落煤。

　　五)煤與瓦斯突出預測儀器及裝備

　　鑒於礦區內暫無煤與瓦斯突出敏感性指標及臨界值考察資料，本設計參照《礦井通風安全裝備標準》，設計配備的預測預報儀器有：

　　(1)煤層瓦斯壓力測定儀(ACW—1)，數量2台。

　　(2)瓦斯突出參數儀(WTC)，數量8台，4台使用，4台備用。

　　(3)秒表、彈簧秤各8件,4件使用、4件備用。

　　(3)瓦斯放散初速度自動測定儀(WFC-2)，數量2台，測定煤樣瓦斯放散初速度(△P)指標;具有自動測定、計算、參數預置、鍵盤輸入、顯示、打印、儲存等功能。測量煤樣數：6個/次

　　(4)瓦斯解吸儀及取樣裝備(GWRVK—2)，數量2台，用於測定鑽孔瓦斯湧出初速度指標，鑽孔自然瓦斯湧出量。

　　(5)地勘用煤層瓦斯含量和成分測定儀(AMG)，數量1套，測定煤層瓦斯含量及瓦斯成分。

　　上述儀器儀表中，礦井可根據煤層突出危險性敏感指標考察結果進行增減。

　　三、瓦斯抽采及利用

　　本礦井為煤與瓦斯突出礦井，按“煤礦安全規程”第145條規定，必須建立瓦斯抽采係統。

　　根據開拓開采布置，采用地麵鑽孔抽采不經濟，采用井下移動式抽放又不能完全滿足抽放要求，而建立地麵集中抽放係統，能較好地抽出煤層解吸瓦斯，而且抽放率較高，抽出的瓦斯濃度較大，是國內普遍采用的瓦斯抽放係統。故設計推薦本礦井選擇建立地麵永久抽放瓦斯係統。

　　一)礦井年抽放量及抽放年限

　　1、礦井瓦斯儲量及可抽量

　　1)瓦斯儲量計算範圍

　　礦井瓦斯儲量的計算範圍為本井田邊界範圍內受采動影響後能夠排放瓦斯的可采及不可采煤層以及圍岩等。由於礦區除可采煤層外，其餘瓦斯煤層或圍岩瓦斯地質資料不詳，本次設計將其視同圍岩，圍岩瓦斯儲量係數按20%考慮。

　　2)瓦斯儲量及可抽量

　　礦井瓦斯儲量按各煤層地質儲量和各水平平均瓦斯含量計算。

　　可抽率按將煤層瓦斯含量降到8.0m3/t所需的預抽抽出率和開采時所需的抽放率進行估算，取75%。

　　礦井瓦斯儲量及可抽量計算結果見表5-3-2

　　2、瓦斯湧出量計算

　　1)煤層瓦斯主要參數

　　瓦斯風化帶深度：28m

　　煤層瓦斯壓力：1.82~2.96MPa

　　煤層瓦斯含量:17煤層13.48~16.96 m3/t ，19煤層14.21~17.63 m3/t

　　煤中殘存瓦斯含量:3.10 m3/t

　　煤的孔隙率:4.2~4.6%

　　瓦斯含量梯度: 3.14 m3/t.100m

　　瓦斯放散初速度:3.8~3.9

　　2)瓦斯湧出量計算

　　(1)回采工作麵瓦斯湧出量計算。

　　根據本章第一節計算結果， 17煤層回采工作麵的相對瓦斯湧出量為10.18m3/t;19煤層回采工作麵的相對瓦斯湧出量為14.92m3/t。

　　(2)掘進工作麵瓦斯湧出量計算。

　　根據本章第一節計算結果，17煤層掘進工作麵瓦斯湧出量為3.40m3/min，19煤層掘進工作麵瓦斯湧出量為2.43m3/min。

　　(3)采區瓦斯湧出量計算。

　　根據本章第一節計算結果，礦井初期開采Ⅰ采區時，采區瓦斯湧出量為22.21m3/t，開采Ⅱ采區時，采區瓦斯湧出量為16.58 m3/t。

　　(4)礦井瓦斯湧出量計算。

　　根據本章第一節計算結果，礦井初期瓦斯湧出量為22.21m3/t，礦井後期瓦斯湧出量為20.72m3/t。

　　3、抽放瓦斯的必要性和可能性

　　1)抽放瓦斯的必要性。

　　(1)回采工作麵抽放瓦斯必要性分析

　　①由於本礦井開采的各煤層均具煤與瓦斯突出危險性，在采煤工作麵回采前有必要進行煤層瓦斯預抽，以消防煤與瓦斯突出危險性;

　　②根據本第一節的計算結果，采煤工作麵瓦斯湧出量大，從工作麵需風量和最大通過風量角度考慮，為減少風排瓦斯壓力，改善采煤工作麵作業環境，有必要對采煤工作麵進行瓦斯抽放。

　　(2)掘進工作麵抽放瓦斯必要性分析

　　①本礦井各煤層均具煤與瓦斯突出危險性，為防止煤層中掘進工作麵發生突出事故，有必要在掘進前進行瓦斯抽放。

　　②如不考慮掘進工作麵瓦斯抽放，瓦斯湧出量大，供給風量大，通風運營的費用大幅增加。因此，有必要進行瓦斯抽放。

　　2)抽放瓦斯的可能性。

　　(1)開采層抽放瓦斯的可能性

　　根據鄰近礦區瓦斯抽采經驗，在煤層進行采掘前，通過底板岩層瓦斯抽放巷施工底板穿層鑽孔，對掘進條帶和回采範圍進行抽采，在回采巷道形成後，沿煤層施工順層鑽孔對回采範圍內的煤層瓦斯進行抽放，瓦斯抽放率可達到65%以上。因此，本礦井對開采層瓦斯進行抽采是可能的。

　　(2)鄰近層抽放瓦斯的可能性

　　根據開采順序，在開采上層煤層時，利用底板穿層鑽孔抽放下鄰近層的卸壓瓦斯，抽放效果好。

　　(3)煤層抽放瓦斯難易程度分類(容易抽放、可以抽放、較難抽放)判斷抽放瓦斯的可行性

　　本礦區雖沒進行煤層透氣性係數測定，但根據鄰近的鬆藻礦區抽放經驗，煤層抽放瓦斯難易程度分類應為可以抽放。

　　3)抽放瓦斯效果預計

　　(1)瓦斯抽放率

　　①預抽煤層瓦斯的抽放率

　　根據《煤礦瓦斯抽采基本指標》(AQ1026-2006)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以下。”

　　17煤層原始瓦斯含量13.48~16.96 m3/t，采掘前必須將煤層瓦斯含量降到8m3/t以下，經計算，瓦斯抽出率為40.7%～52.8%。

　　19煤層原始瓦斯含量14.21~17.63 m3/t，采掘前必須將煤層瓦斯含量降到8m3/t以下，經計算，瓦斯抽出率為43.7%～54.6%。

　　為保證達到上述指標，本設計采用從瓦斯抽放巷施工底板穿層鑽孔對煤層瓦斯進行預抽，抽出率30%;采用10m岩柱外預抽，對石門(井筒)揭煤工作麵巷道輪廓線外8m以上範圍煤體瓦斯進行預抽，累計抽出率55%;煤巷掘進工作麵采用超前預抽，對巷道輪廓線外8m以上範圍煤體瓦斯進行預抽，累計抽出率55%，抽放超前距不小於10m;采煤工作麵采用順層鑽孔預抽，工作麵前方20m範圍內累計抽出率55%。

　　②工作麵瓦斯抽放率

　　除上述預抽外，為保證采煤工作麵回風瓦斯濃度控製在0.8%以下，尚需對受采煤工作麵采動影響範圍內的本煤層瓦斯、鄰近層瓦斯、采空區瓦斯進行邊采邊抽。本設計利用預抽時布置的底板穿層鑽孔對采動影響範圍內的本煤層瓦斯、鄰近層瓦斯采空區瓦斯進行抽放;利用預抽時布置的順層鑽孔對采動影響範圍內的本煤層瓦斯進行抽放;利用采空區密閉對采空區瓦斯進行抽放。采煤工作麵必需的抽放率按下式計算：

　　η=1-q0/q

　　式中：η-采煤工作麵必需的瓦斯抽放率，%

　　q0-采煤工作麵斷麵允許過風能力所能稀釋的瓦斯湧出量，m3/min;

　　q-采煤工作麵瓦斯湧出量，m3/min。

　　q0按下式計算：

　　q0=60´8´Smin´V/(1000K)

　　式中：V-采煤工作麵允許風速，m/s;按規程規定取4 m/s。

　　K-采煤工作麵瓦斯湧出不均衡係數，取1.3。

　　Smin-采煤工作麵最小有效斷麵，m2;經計算，17煤層工作麵取10.75m2，19煤層工作麵取6.41 m2。Smin按下式計算：

　　Smin=Lmin´M´0.8

　　Lmin-采煤工作麵最小控頂距，m;按設計取4.8m;

　　M-采煤工作麵采高，m;17煤層取2.8m，19煤層取1.67m

　　經計算，17煤層采煤工作麵斷麵允許過風能力所能稀釋的瓦斯湧出量：

　　q17-0=60´8´Smin´V/(1000K)=60´8´10.75´4/(1000´1.3)=15.88m3/min

　　19煤層采煤工作麵斷麵允許過風能力所能稀釋的瓦斯湧出量：

　　q19-0=60´8´Smin´V/(1000K)=60´8´6.41´4/(1000´1.3)=9.47m3/min

　　17煤層采煤工作麵必須的瓦斯抽放率：

　　η17=1-q0/q=1-15.88/9.16=-73.4%

　　19煤層采煤工作麵必須的瓦斯抽放率：

　　η19=1-q0/q=1-9.47/13.43=29.5%

　　從上述計算可知，采煤工作麵的抽放率不能低於29.5%。結合鄰近礦區抽放經驗，回采工作麵及掘進工作麵的瓦斯抽放率取45%。

　　(2)工作麵瓦斯抽放量

　　根據確定的瓦斯抽放率及工作麵瓦斯湧出量，工作麵瓦斯抽放量按下式計算：

　　(3)礦井瓦斯抽放量

　　根據本設計，礦井瓦斯抽放量包括預抽瓦斯量、工作麵抽放量和其它抽放量，即礦井瓦斯抽放純量按下式計算：

　　Q礦抽=Q預抽+Q工作麵+Q其它

　　式中：Q礦抽-礦井瓦斯抽放純量，m3/min;

　　Q預抽-礦井預抽瓦斯量，m3/min;按下式計算：

　　Q預抽=A∑(Wi-8)/(1440×C)

　　式中：A-礦井平均日產量，t/d;取1364 t/d

　　Wi-第i煤層原始瓦斯含量，m3/t;17煤層取16.96 m3/t，19煤層取17.63 m3/t

　　C-采區回采率，%;取80%

　　經計算，Q預抽=22.01 m3/min

　　Q工作麵-工作麵瓦斯抽放量，m3/min;根據前述計算，取Q工作麵=7.25 m3/min

　　Q其它-其它抽放量，包括斷層、裂隙、老空區等處瓦斯抽放量，取Q其它=0.2Q工作麵

　　經上述計算，礦井瓦斯抽放純量為：Q礦抽=Q預抽+Q工作麵+Q其它=22.01+7.25×1.2=30.71m3/min，礦井年抽放量為1459´104 立方米。

　　4)抽放年限

　　礦井抽放年限按下式計算

　　式中：T抽—礦井抽放係統服務年限，a;

　　W可—礦井瓦斯可抽量，´104m3;根據前述計算結果取W可=24060´104m3

　　A抽—礦井年抽放量，´104m3;取均值1459´104m3

　　K—備用係數，取1.2;

　　經計算，礦井抽放係統服務年限為13.7a。

　　二)抽放瓦斯方法

　　1、礦井瓦斯來源分析

　　1)礦井瓦斯來源及湧出構成

　　礦井瓦斯來源於生產采區回采工作麵、掘進工作麵及采空區瓦斯湧出以及已采區老空區瓦斯湧出。其中生產采區瓦斯湧出量占75%，已采區老空區瓦斯湧出量占25%。生產采區中，采掘工作麵瓦斯湧出量占75%，采空區瓦斯湧出量占25%。

　　2)回采工作麵瓦斯來源及湧出構成。

　　采煤工作麵瓦斯湧出量中，開采層瓦斯湧出量占40.9~66.4%，鄰近層瓦斯湧出量占59.1~33.6%。

　　2、抽放瓦斯方法

　　1)選擇抽放方法的原則

　　礦井瓦斯抽放的類型和方法，可按下列因素考慮確定：

　　①為提高瓦斯抽放率，宜選用多種抽放方法相結合的綜合抽放方式。

　　②當井下采掘工作麵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，應采用臨近層瓦斯抽放。

　　④工作麵後方采空區瓦斯湧出量大，危害工作麵安全生產;或老采空區瓦斯積存量大，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有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水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，煤層瓦斯含量較高，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、裂縫帶儲存有高壓瓦斯並噴出時，應采用圍岩瓦斯抽放措施。

　　2)瓦斯抽放方法。

　　(1)回采工作麵瓦斯來源及構成

　　采煤工作麵瓦斯湧出量中，開采層瓦斯湧出量占40.9~66.4%，鄰近層瓦斯湧出量占59.1~33.6%。采煤工作麵瓦斯主要來源於開采層及鄰近層的卸壓瓦斯。

　　(2)本煤層瓦斯抽放方法

　　根據國內瓦斯抽采經驗，本設計推薦本煤層瓦斯抽采方法分別采用底板穿層鑽孔和順層鑽孔預抽和邊采邊抽。

　　(3)鄰近層瓦斯抽放方法

　　根據設計開采順序，在開采上煤層時，利用底板穿層鑽孔對下鄰近層的卸壓瓦斯進行抽放。

　　(4)采空區瓦斯抽放方法

　　由於本礦區各煤層均有自燃傾向性，本設計推薦選擇底板穿層鑽孔、采空區密閉、采煤工作麵回風隅角密閉對采空區瓦斯進行低負壓控製抽采。抽放時，加強自燃發火監測，防止因抽放引起采空區自燃發火。

　　(5)斷層、裂隙及其它抽放

　　在礦井建設、生產過程中，對斷層、裂隙及其它富含瓦斯的地點，根據探掘情況，編製專門抽放措施，具體選擇鑽孔抽放、巷道抽放或密閉抽放方式。

　　3)抽放巷道選擇

　　本設計在每個區段布置2條底板岩層瓦斯抽放巷，抽放巷距19煤層底板法線距離22m。

　　4)鑽場布置、鑽孔參數確定。

　　(1)鑽場布置位置、間距、尺寸及支護方式，抽放時間。

　　在瓦斯抽放巷中，利用抽放巷每隔10米作為一個鑽場。

　　在回采巷道形成後，利用運輸順槽每隔10米作為一個鑽場。

　　(2)鑽孔布置。

　　①本層瓦斯抽放鑽孔參數

　　本設計通過兩種方法布置本層瓦斯抽放鑽孔。

　　a、底板穿層鑽孔：在瓦斯抽放巷或運輸大巷鑽場中向各煤層施工底板穿層鑽孔，以10m´10m網格布孔，鑽孔抽放範圍控製為工作麵運輸順槽下方8米至回風順槽上方8m。對運輸順槽和回風順槽掘進條帶，鑽孔網格尺寸為5m´5m，鑽孔控製範圍為巷道輪廓線上方8m、下方8m。抽放鑽孔終孔孔徑為65mm，開孔孔徑為87mm。進行采掘前，累計抽出率不少於55%，且煤層瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤層瓦斯壓力降到0.74MPa以下。底板穿層抽放鑽孔布置見插圖5-3-11。

　　b、順層鑽孔：在工作麵運輸順槽形成後，沿煤層傾斜布置順層鑽孔，間距10米(施工過程中出現噴孔、卡鑽等動力現象時，應加密鑽孔)，開孔孔徑和終孔孔徑均為87mm，鑽孔控製到回風順槽下方10m。工作麵前方20m範圍內累計抽出率不少於55%，且煤層瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤層瓦斯壓力降到0.74MPa以下後，方可采取“四位一體”的綜合防突措施進行回采作業。順層抽放鑽孔布置見插圖5-3-12。

　　②鄰近層瓦斯抽放鑽孔參數

　　本設計主要采用底板穿層鑽孔抽放下鄰近層卸壓瓦斯。底板穿層鑽孔參數與上述同。

　　③采空區瓦斯抽放布置原則和參數。

　　a、采空區瓦斯抽放布置原則

　　采空區瓦斯抽放應根據煤層自燃傾向性、自燃發火期、采煤工作麵推進速度、相鄰采空區關係等條件進行布置。采空區應采用低負壓抽放。采空區抽放係統應經常檢查，發現自燃發火征兆時，應及時進行處理。

　　b、采空區瓦斯抽放鑽孔參數

　　本設計采用兩種方法進行采空區瓦斯抽放。一是在回采工作麵推過底板穿層鑽孔一定距離後，利用已有底板穿層鑽孔抽放采空區瓦斯。鑽孔參數與上述同;二是利用采空區密閉和工作麵上隅角密閉埋管進行抽放。

　　④煤層巷道掘進工作麵抽放

　　煤巷掘進工作麵通常的防突措施有：超前排放鑽孔、預抽煤層瓦斯、深孔鬆動爆破、水力衝孔、深孔控製爆破等。

　　根據本設計，在掘進前，通過底板穿層鑽孔控製煤層巷道掘進條帶上方8米、下方8米進行預抽;通過超前預抽鑽孔控製前方50m、兩幫8m進行預抽，抽放超前距不少於10米，孔徑Φ87mm。通過上述預抽，掘進工作麵前方20m範圍內累計抽出率不少於55%，且煤層瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤層瓦斯壓力降到0.74MPa以下後，方可進行采取“四位一體”的綜合防突措施進行掘進。超前預抽鑽孔布置見插圖5-3-13。

　　5)封孔方式、材料及工藝

　　(1)鄰近層封孔工藝

　　采用機械封孔方式進行封孔。封孔材料用1：2水泥砂漿，摻5%的石膏添加劑或其它補償收縮添加劑;采用42.5普通矽酸鹽水泥、特細砂，水泥砂漿強度等不小於M7.5。封孔機械選擇型號為BFZ-10/1.2型礦用注漿封孔泵。封堵長度為： 5～7m，在地質破碎帶封孔深度應根據實際情況加長。

　　(2)本層封孔工藝

　　采用機械封孔方式進行封孔。封孔材料用1：2水泥砂漿，摻5%的石膏添加劑或其它補償收縮添加劑;采用42.5普通矽酸鹽水泥、特細砂，水泥砂漿強度等不小於M7.5。封孔機械選擇型號為BFZ-10/1.2型礦用注漿封孔泵。封堵長度為：穿層鑽孔5～7m，煤層鑽孔8～12m。

　　6)設備選型及主要檢測儀表。

　　(1)鑽機

　　本設計推薦選用重慶煤科院生產的ZY-1250型液壓鑽機，最大鑽進能力200m，用於施工底板穿層抽放鑽孔及順煤層抽放鑽孔。選用重慶煤科院生產的ZYG-650型液壓鑽機，最大鑽進能力150m，用於施工煤層掘進巷道抽放鑽孔和排放鑽孔。

　　(2)主要檢測儀表

　　瓦斯抽放主要檢測儀表有孔板流量計，皮托管、四通閥兩用壓差計，高負壓瓦斯采樣器，瓦斯檢定器等。

　　三)抽放管路係統及抽放設備選型

　　1、抽放管路係統

　　1)抽放管路係統的選擇

　　(1)抽放管路係統選擇的原則

　　a、抽放管路係統根據井下巷道布置、抽放地點的分布、地麵瓦斯泵站的位置、本礦井瓦斯利用情況以及礦井的發展規劃等因素統籌考慮，盡量減少或避免主幹管路係統進行頻繁改動。

　　b、敷設的抽采管路曲線段盡量少、抽采管路距離盡量短。

　　c、瓦斯抽采管路通常敷設在礦車不經常通過的巷道，避免或減少因礦車掉道撞壞管路漏氣，保證抽采管路工作正常。本礦井盡量布置在回風斜井中。

　　d、當抽采設備或抽采管路發生故障時，管路內溢出的瓦斯不至於流入采、掘工作麵及機電硐室內。

　　e、管路布置應考慮到運輸、安裝、維修和日常檢查的方便。

　　(2)抽放管路係統的選擇

　　根據開拓開采布置，由於開采煤層賦存較深，煤層瓦斯湧出量大，采用地麵鑽孔抽放不經濟，采用井下移動式抽放又不能滿足抽放要求，而建立地麵集中抽放係統，能較好地抽出煤層解吸瓦斯，而且抽放率較高，抽出的瓦斯濃度較大，是國內普遍采用的瓦斯抽放係統。本設計推薦建立地麵固定瓦斯抽采係統，地麵固定瓦斯抽采係統設在主井工業場地。本礦井達產時瓦斯抽放管路係統詳見插圖5-3-14及瓦斯抽放係統圖。

　　式中：d——瓦斯管內徑，m;

　　Q——瓦斯管內流量，m3/min;

　　V——瓦斯管內流速，一般5～15m/s。

　　(1)各種管道內流量計算

　　管道內混合瓦斯流量按下式計算：

　　Q=K´Qi/C

　　式中：Q-管道內混合瓦斯流量，m3/min;

　　K-瓦斯抽放不均衡係數，取1.2;

　　Qi-瓦斯抽放純量，m3/min;根據前述計算，Q礦井=30.71 m3/min，Q工作麵=7.25 m3/min。采區瓦斯抽放純量按下式計算：

　　Q采區=0.8Q礦井=0.8´30.71=24.57 m3/min

　　C-抽放濃度，取45%;

　　①主管內混合瓦斯流量

　　Q= K´Qi/C=1.2 ´30.71/0.45=81.89 m3/min

　　②采區分管內混合瓦斯流量

　　Q= K´Qi/C=1.2 ´24.57/0.45=65.52 m3/min

　　③采煤工作麵支管內混合瓦斯流量

　　Q= K´Qi/C=1.2 ´7.25/0.45=19.33m3/min;

　　④掘進工作麵支管內混合瓦斯流量按下式計算：

　　Q= K´q絕´η1/C

　　式中：q絕-掘進工作麵絕對瓦斯湧出量，m3/min

　　η1-掘進工作麵瓦斯抽放率，取45%

　　經計算，掘進工作麵支管內混合瓦斯流量Q= K´q絕´η1/C=1.2 ´3.40´0.45/0.45=4.08 m3/min

　　(2)各種管道管徑計算

　　經濟流速取5~15m/s。

　　①主管管徑計算

　　d=0.1457´(Q/V)0.5

　　=0.1457´(81.89/10)0.5=0.433m

　　②采區分管管徑

　　d=0.1457´(Q/V)0.5

　　=0.1457´(65.52/10)0.5=0.373m

　　③采煤工作麵支管管徑

　　d=0.1457´(Q/V)0.5

　　=0.1457´(19.33/10)0.5=0.203m

　　④掘進工作麵支管管徑

　　d=0.1457´(Q/V)0.5

　　=0.1457´(4.08/10)0.5=0.093m

　　根據上述計算結果，礦井抽放主管選擇規格為480×14的螺旋焊接鋼管，外徑為480mm、壁厚為14mm，每米重量為160.82kg/m;采區抽放分管選擇規格為377×12的螺旋焊接鋼管，外徑為377mm、壁厚為12mm，每米重量為107.97kg/m;采煤工作麵抽放支管選擇規格為273×9的無縫鋼管，外徑為273mm、壁厚為9mm，每米重量為58.59kg/m;掘進工作麵抽放支管選擇規格為152×4.5的無縫鋼管，外徑為152mm、壁厚為4.5mm，每米重量為16.37kg/m;

　　經上述計算，本礦井瓦斯抽放管路係統的各類管道的管徑、管材選取見5-3-4。

　　抽放瓦斯管路總阻力按下式計算：

　　H0=∑Hi=H1+H2+H3+H4+H5

　　式中：H1-主管阻力損失，Pa

　　H2-分管阻力損失，Pa

　　H3-支管阻力損失，Pa

　　H4-局部阻力，Pa;H4=0.15(H1+H2+H3)=1051Pa

　　H5-抽放鑽孔孔口負壓，Pa;取15000Pa

　　經計算，抽采管路總阻力為23060Pa。

　　5)管路敷設及附屬裝置

　　(1)管路敷設

　　抽放管路係統，應根據井下巷道的布置、抽放地點的分布、瓦斯利用的要求以及礦井的發展規劃等因素確定，避免或減少主幹管路係統的頻繁改動，並應符合下列要求：

　　a、抽放管路通過的巷道曲線段少、距離短。

　　b、抽放管路係統宜沿回風巷道或礦車不經常通過的巷道布置;若設於主要運輸巷內，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;抽放瓦斯管件的外緣距巷道壁不宜小於0.1m。

　　c、當油放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。

　　d、管道運輸、安裝和維護方便。

　　e、抽放管路應具有良好的氣密性、足夠的機械強度，並應滿足防凍、防腐蝕的要求。

　　f、盡可能避免布置在車輛通行頻繁的主幹道旁;

　　g、不得將抽放管路和自來水管、暖氣管、下水道管動力電纜、照明電纜及通訊電纜等敷設在同一條地溝內。

　　h、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。

　　i、瓦斯管道不得從地下穿過房屋或其它建(構)築物，一般情況下也不得穿過其它管網，當必須穿過其它管網時，應按有關規定采取措施。

　　j、主管、分管、支管及其與鑽場連接處應裝設瓦斯計量裝置。

　　k、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。

　　l、在抽放管路的適當部位應設置除渣裝置和測壓裝置。

　　m、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。

　　n、地麵主管上的閥門應設置在地表下用不燃性材料砌成不透水的觀察井，其間距為500m一1000m。

　　o、抽放管路應保持一定的坡度，一般不小於1%。

　　p、在傾斜巷道中，管路應設防滑卡，其間距可根據巷道坡度確定，對28°以下的斜巷，間距一般取15m一20m。

　　q、抽放管路應采取防腐蝕、防漏氣、防砸壞、防帶電等措施。

　　r、通往井下的抽放管路應采取防雷措施。

　　s、進、出氣側管路係統必須裝設防回火、防回氣、防爆炸的安全裝置。

　　(2)管路防腐及地麵管路防凍措施。

　　由於本礦井水呈酸性，瓦斯抽采管道在接觸礦井水的部位必須進行防腐處理。

　　對地麵管道采用“三布四油”進行防凍處理，即先對管道刷熱瀝青1遍，再包石棉3層，每層石棉各刷熱瀝青1遍。

　　(3)附屬裝置

　　主管、分管、支管及其與鑽場連接處應裝設瓦斯計量裝置。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。在抽放管路的適當部位應設置除渣裝置和測壓裝置。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。

　　2、抽放設備選型

　　(1)瓦斯泵必需的抽放負壓計算：

　　Hp=(H0+Hy)×K

　　式中：Hp—瓦斯泵必需的壓力， Pa;

　　H0—抽放管路總阻力， Pa;

　　K—備用係數，取1.2

　　Hy-壓送瓦斯管路總阻力，Pa;Hy按下式計算：

　　Hy=∑Hi+HG

　　式中，∑Hi-地麵壓送瓦斯管路各段阻力總和，含局部阻力，Pa;按供氣距離不超過5km、供氣管路公稱內徑為DN452、供氣量81.89 m3/min計算，取∑Hi=6660 Pa。

　　HG-用戶在瓦斯管出口所必須的正壓，Pa;按供瓦斯發電廠考慮，取2000 Pa

　　經計算，Hp=(H0+Hy)×K=(H0+∑Hi+HG)×K=(23060+6660+2000)×1.2

　　=38064(Pa)

　　(2)瓦斯泵必需的抽放流量計算

　　Q泵= Kq抽 /(Xη)

　　式中：Q泵-瓦斯泵必需的抽放流量，m3/min;

　　K-抽放備用係數，取1.2;

　　q抽 -預計的礦井瓦斯抽放純量，m3/min;

　　X-瓦斯泵入口處瓦斯濃度，本次設計考慮45%;

　　η-瓦斯泵機械效率，取0.8。

　　經計算，瓦斯泵必需的抽放流量為：

　　Q泵= Kq抽 /(Xη)

　　=1.2×30.71/(0.45×0.8)=102.37m3/min

　　(3)抽放瓦斯泵的真空度計算

　　η=H0×100%/101.3=23.060×100%/101.3=22.76%

　　(4)抽放設備選型

　　根據上述計算結果，選擇2台水環式真空泵，1台工作，1台備用，並在抽放泵房預留一台位置。配套循環水泵2台，1台工作、1台備用。考慮到對斷層瓦斯抽放的需要，選擇大流量瓦斯抽放泵，選型結果見表5-3-5。本次設計選擇建立地麵高負壓瓦斯固定抽放係統，初期暫不考慮瓦斯利用。

　　表5-3-5　　瓦斯抽放泵及配套設備選型表

　　真空泵型號轉速r/min流量(m3/h)最低吸入絕壓(mbar)配套電機型號及功率配套水泵型號水泵電機型號及功率

　　2BE1 405-14727700~8300160YB係列220KWIS65-50-160AYB112M-2 4kW

　　3)抽放泵房主要附屬設備電氣防爆措施

　　(1)循環水泵及磁力啟動器：選用礦用防爆型。

　　(2)通信電話：選用礦用防爆型。

　　(3)進出氣側排空管:安裝避雷器，高度超過排空管不少於2米;排空管距主要建築物不少於50m，20m內不得堆放易燃物和有明火;排空管前後應安裝防回火、防爆炸裝置。

　　(4)電纜選用礦用阻燃電纜。接線盒選用礦用防爆型。

　　四)抽放瓦斯站

　　(一)抽放瓦斯泵房及附屬布置

　　1、抽放瓦斯站的構成

瓦斯抽放站由機械室、配電室、值班室組成，瓦斯抽放站設備主要由瓦斯抽放泵(包括電機、減速機、冷卻水泵等)、泵房進出瓦斯管路，閥門，排空及放空管，各種附屬裝置等組成。見插圖5-3-15。

　　插圖5-3-15　　　抽放瓦斯泵房及附屬設備布置圖

　　2、抽放瓦斯泵房的主體設備電氣防爆措施

　　⑴瓦斯抽放站內的抽放瓦斯真空泵及冷卻水泵設備均配用礦用防爆型。

　　⑵起動控製電氣設備選用礦用隔爆真空磁力起動器。

　　⑶泵房內和泵房周圍20m範圍內地麵泵房和泵房周圍20m範圍內，禁止堆積易燃物和有明火。

　　⑷泵站設避雷裝置，避雷裝置要高於瓦斯放空管。

　　⑸電纜選用礦用阻燃電纜。

　　⑹照明及檢測儀表等均選用防爆型設備。

　　⑺泵房內所有電氣設備均為防爆設備。

　　⑻瓦斯抽放站所有帶電設備的外殼，進出站房的管路，站房圈梁的鋼筋，防直擊雷避雷針等，都必須有可靠的接地。

　　⑼選用瓦斯抽放站多參數監測儀一套，能對抽放管道中的瓦斯流量、負壓、濃度、溫度、抽放站內瓦斯泄漏等參數進行不間斷監測記錄，並能報警和斷電;可打印報表，具有網絡通信功能等。

　　3、瓦斯抽放泵房的主要附屬設備

　　抽放瓦斯泵房的主要附屬裝置由氣水分離器、進氣管道、排氣管道、閥門、防爆防回火裝置、放空管、水泵、水池、進水管道、出水管道等組成。

　　⑴瓦斯泵出入口閥門選用閘板式閥門，每台瓦斯泵的入口和出口各一個，閘蓋式閥門全開時運行阻力小。

　　⑵入口放空管，設置在泵房入口一側。要求管子直徑要大於或等於礦井抽放總管路的直徑，閥門阻力小，為滿足防火、防空氣汙染及自然排放能力的要求，其高度應超過泵房屋脊3m以上。

　　⑶出口放空管，設置在瓦斯泵房出口一側。管子直徑可小於瓦斯泵出入口管徑，其阻力須小於出口總管路係統阻力，高度應超過泵房屋脊3m以上。

　　⑷靜壓管，出入口正負壓測量裝置。

　　⑸測量測定裝置—流量、壓力、濃度測量計等。

　　⑹泵房附近管道應設置放水器及防爆、防回火裝置，並設置采樣孔等附屬設備。其中負壓側采用幹式防回火裝置，正壓側采用水封式防回火防爆裝置。

　　⑺冷卻水係統采用循環水冷卻係統。

　　⑻瓦斯抽放站設置避雷針，對瓦斯抽放站進行防雷。

　　(二)抽放瓦斯站場地平麵布置

　　1.場地選擇及地質地形

　　抽放瓦斯站場地選在回風斜井井口外工業場地，地勢平坦，無滑坡等地質災害。

　　2.抽放瓦斯站場地平麵布置

　　抽放瓦斯站布置在回風斜井上風側，泵站後外設低位水池和水泵房。在場地外地勢較高的地點設高位水池。

　　3.場地填方與挖方量、用地麵積

　　場地為利用現有場地，占地麵積200平方米，有少量的場地平整工程，無需挖填。

　　抽放瓦斯站平麵布置圖見工業場地布置圖。

　　(三)供電與通訊

　　1.供電電源

　　抽放瓦斯站電源來自緊鄰的風井地麵變電所，雙回路供電。變電所電源電壓等級為10kv，出線為660V、127V。

　　2.電力負荷

　　泵站負荷功率448KW。

　　3.防止雷擊

　　泵站安裝兩趟避雷器。

　　4.通訊

　　安裝兩部電話機，一部直通礦調度室，一部接礦程控交換機。

　　(四)抽放瓦斯站場地建築及環境保護

　　1.場地基礎資料

　　利用現有工業場地。

　　2.場地建築物及構築物

　　新建泵站，建築麵積250平方米，建50立方米低位水池一座。高位水池與礦井消防水池共用。

　　3.環境保護

　　1)廢水、噪聲治理措施

　　冷卻水循環利用;采用吸聲治理噪聲。

　　2)對空排放瓦斯措施

　　前期瓦斯量少，對空排放高度不低於6米，後期考慮利用。

　　(五)給排水、采暖及供熱

　　1.給排水

　　1)給水

　　由礦用消防水池通過內徑100mm管道給水。

　　2)排水

　　冷卻水循環利用。

　　2.采暖及供熱

　　1)采暖

　　根據氣象資料，無需采暖。

　　2)供熱

　　根據氣象資料，無需供熱。

　　五)安全

　　(一)抽放係統及抽放泵站安全措施。

　　1.抽放係統安全措施。

　　1)抽放鑽場、鑽孔施工防治瓦斯措施

　　(1)抽放鑽場應設點掛牌檢查瓦斯;抽放鑽孔施工過程中，就安裝局部通風機壓入式通風;抽放鑽場應掛牌檢查抽放係統積水、堵塞。

　　(2)、防止瓦斯大量湧出事故

　　在各施鑽地點配備瓦斯檢定器及警報器，定期檢查瓦斯濃度，一旦瓦斯超限，必須立即停鑽處理。

　　鑽機配備的電動機及附屬電氣設備必須是隔爆型的。

　　有噴孔現象的鑽孔采用邊鑽進邊抽放瓦斯，為達此目的要使用一種特製的套管，套管的一端為密封套，鑽杆穿過密封套打鑽，套管的中部通過一個T型管與瓦斯、水、鑽屑分離器相連，根據瓦斯壓力及瓦斯湧出強度的不同要采用不同的分離器。

　　在有突出危險的煤層中打鑽時，鑽探工人必須經過專門培訓，掌握煤與瓦斯突出征兆，熟悉井下避災線路和待避地點，並隨身攜帶自救器。

　　(3)防止機械傷人事故

　　鑽工必須衣著整齊利索，以免被機械絞傷。

　　鑽機轉動部件的防護裝置及保護外罩必須完整無缺。

　　鑽工身體與鑽機、鑽孔不能成一直線，應錯開一定距離，以免孔內發生故障，發生傷人事故。

　　開動鑽機前應做好準備工作，分工要明確，操縱鑽機應動作協調，達到準確無誤，以防止誤損傷被絞傷。

　　(4)、防止產生摩擦火花

　　鑽場內嚴禁使用的敲擊工具時防止產生衝擊火花。采用水排鑽屑，防止產生摩擦火花。

　　2)管路防腐蝕、防漏氣、防砸壞、電氣防爆、防靜電、防帶電、防底鼓措施

　　(1)管路應刷防腐漆三遍。

　　(2)管道應經常檢查，發現漏氣及時處理。

　　(3)敷設管道的井巷應加強敲幫問頂，斜巷應有防跑車裝置，防止砸壞管道。

　　(4)抽放管道不與電纜同側敷設。

　　(5)抽放係統用管材應使用防靜電管材。

　　(6)管道安裝離地高度不小於0.3米。

　　(7)抽放管道入井處應可靠接地，井下每隔500米安裝一處接地。接地電阻不得超過規定。

　　3)立井(立眼)、斜井(斜巷)管路防滑措施

　　本礦井無立井，立眼內不安裝抽放管道。斜巷中管道安裝在管樁中，加抱箍螺栓連接，防止下滑。

　　4)地麵管路防凍措施

　　地麵管道采用“三布四油”保暖防凍。

　　2.抽放瓦斯站安全措施。

　　1)抽放瓦斯泵前後防回火、爆炸、電氣防爆、防靜電措施

　　抽放瓦斯泵進氣側安裝幹式防回火、防爆炸裝置，出氣側安裝水封防回火、防爆炸裝置。

　　泵房內電纜敷設距管道不得小於0.5m。

　　電氣設備、照明和其他電氣儀表，選型應為礦用礦防爆型，使用過程中應加強防爆性能檢查，杜絕失爆。

　　泵房內配有檢測泄漏的瓦斯濃度的監測儀器。

　　地麵管路不在地下通過建築物，與其他地表建築、設施按規程規定留設安全距離。

　　2)抽放瓦斯站防雷電、防火災、防洪澇、防凍措施

　　瓦斯抽放站按照《建築物防雷設計規範》的要求，考慮防雷設施，分別安裝避雷帶或避雷針裝置。

　　變電所10kV高壓母線裝設有避雷器保護。

　　建築應符合《建築防火設計規範》的要求。

　　場地位於高處，泵站外設截洪溝。

　　3)抽放瓦斯濃度規定及在規定濃度下的防爆措施。

　　抽放瓦斯不利用時，濃度不得低於25%，利用時濃度不得低於30%。

　　4)安全管理措施

　　(1)、通風部門配備專業技術人員，負責瓦斯抽采日常管理，總結分析抽采瓦斯效果，研究和改進抽采技術方案，組織新技術推廣等。

　　(2)、礦井建立或聘請專門的瓦斯抽采隊伍，負責打鑽、管路安裝等工程的施工和瓦斯參數測定等。

　　(3)、礦井必須建立健全有關抽采管理製度，如崗位責任製、鑽孔鑽場檢查管理製度、抽采工程質量驗收製度。

　　(4)、嚴格按瓦斯抽放規範加強瓦斯抽采參數(抽采量、瓦斯濃度、負壓、正壓、大氣壓、溫度)測定。

　　(二)監測監控係統

　　1.監測監控參數的確定及設置地點

　　抽放係統主要監測監控以下參數：管內瓦斯濃度、壓力、溫度、流量，傳感器布置在抽放泵進、出氣側;抽放泵運行狀態，泵站內瓦斯濃度。

　　2.監測監控係統的自動化程度及設備選型

　　選用KJ90NB煤礦安全監測監控係統，抽放瓦斯泵站內設一個抽放分站。

　　六)抽放瓦斯的綜合利用及評價

　　煤礦瓦斯是極其寶貴的資源，可以作為民用和工業燃料，也可以作為工業原料生產炭黑、甲醛等多種產品。瓦斯(CH4)作為一種“溫室氣體”，其溫室效應是CO2的21倍。抽放瓦斯的綜合利用，一方麵減少了礦井向大氣排放的“溫室氣體”數量，有利於環境保護;另一方麵，可為煤礦企業帶來一定的經濟效益。根據《煤礦瓦斯抽放規範》，“年瓦斯抽放量在100萬m3及以上的礦井，必須開展瓦斯利用工作”。根據安監總煤裝[2007]188號文件精神，瓦斯利用率到2010年要達到60%以上。

　　1、瓦斯利用方向

　　根據鄰近礦區瓦斯利用情況及經驗，本次設計的瓦斯利用方向為利用瓦斯發電。

　　2、瓦斯利用率

　　根據安監總煤裝[2007]188號文件精神，本次設計瓦斯利用率取65%。

　　3、年瓦斯利用量

　　礦井年瓦斯利用量按下式計算：

　　Q利用=Q抽×η利用

　　式中：Q利用-礦井年瓦斯利用量，´104m3

　　Q抽-礦井年瓦斯抽放純量，根據前述計算結果取Q抽=1459´104m3

　　η利用-礦井瓦斯利用率，如前所述取η利用=65%

　　經計算，礦井年瓦斯利用量為Q利用=949´104m3

　　4、瓦斯發電機組選型計算

　　根據鄰近的鬆藻礦區瓦斯發電經驗，一台500KW低濃度瓦斯發電機組耗氣量為2.5m3/min(折合純瓦斯)，機組數按下式計算：

　　N=Q礦井×η利用/2.5=30.71×0.65/2.5=7.98(台)，取N=8台

　　因此，本設計推薦選擇8台500GF13RW型低濃度瓦斯發電機組。

　　5、投資估算

　　建廠投資=N×(機組投資+配套投資)=8×(125+25)=1200(萬元)

　　6、年發電量及收益估算

　　年發電量=N×P330×24=8×500×330×24×0.65=20.59×106(kwh)

　　年發電銷售收入=年發電量×0.45=20.59×106×0.45=926.9(萬元)

　　餘熱利用收入=8×15=120(萬元)

　　機組運行費用=8×36=288(萬元)

　　年收益=年發電銷售收入+餘熱利用收入-運行費用=758.9(萬元)

　　四、預防井下火災的措施

　　A、煤層自燃預測及防治措施：

　　(一)煤的自燃因素分析

　　1、煤層變質程度、硫份

　　根據勘探報告，17、19煤層均具有自燃發火傾向，其中17煤層屬Ⅰ類自燃發火煤層。煤的自燃傾向性通常與煤的變質程度、揮發分、硫份有關，煤的變質程度愈高自燃傾向性愈低;硫份愈高，吸氧能力愈大，越易自燃。本井田各煤層變質程度較高，煤類為無煙煤。煤質特征見表5-3-4

　　表5-3-4 煤質特征表

　　煤層

　　名稱煤

　　種水份

　　Mad， (%)灰份

　　Ad

　　(%)揮發份

　　Vdaf

　　(%)固定碳FCd

　　(%)硫

　　St，d

　　(%)發熱量

　　Qb，d

　　(MJ/kg)容重

　　(t/m3)

　　17WY1.1419.969.768.632.1935.491.47

　　19WY0.9821.299.7176.434.4135.221.52

　　2、煤層含水率

　　水分能加速煤的氧化過程，同時使煤體疏鬆、造成細微裂隙，加大吸氧能力，並降低著火溫度，但過多水分則可抑製煤的氧化。

　　3、地質構造

　　地質構造複雜，圍岩及煤層破碎帶易引起煤層自燃。本礦井總體構造形態為一單斜構造，井田構造複雜程度屬第二類～中等構造類型。

　　4、開拓條件及通風方式

　　礦井開拓方式和開采方法與通風方式選擇不合理，往往造成丟煤多，煤柱破碎，漏風嚴重，給煤層自燃造成良好條件，增加自燃的可能性。本礦井采用斜井開拓，工作麵後退式回采，煤層開采順序由上到下。

　　5、煤的破碎程度

　　煤的破碎程度大，增加了煤的氧化表麵積，使煤的氧化速度加快，容易自燃。脆性與風化率大的煤易自燃。

　　(二)煤的自燃預測

　　通過以上各種因素的分析，結合地質報告提供的資料，本礦井煤層自燃發火傾向較重。

　　(三)開拓開采方麵的措施

　　1、礦井主要運輸大巷、軌道設施、采區上下山等開拓巷道均布置在煤層底板岩層，避免了煤層自燃對主要井巷的影響。

　　2、本井田主要可采煤層為緩傾斜煤層，煤層間開采順序先采上層、後采下層;在傾斜方向上的開采順序為下行式開采，先采上區段，後采下區段，避免了先采下層煤或下階段破壞上層煤或上階段，空氣進入煤層逐漸氧化自燃。

　　3、本礦井設計采用走向長壁後退式采煤法，全部垮落法管理頂板，一次性采全高，采區浮煤盡量回收幹淨。采煤機械化程度高，便於加快回采速度，縮短采空區暴露時間，減少煤炭的氧化作用，采完後按有關規定加強對采空區的管理。

　　(四)通風方麵的措施

　　1、每一生產水平、每一采區都必須布置有單獨的回風巷道，實行分區通風。這樣降低了礦井總阻力，增大了礦井通風能力，減少漏風，易於調節風量;且在發生火災時，便於控製風流，隔絕火區。

　　2、工作麵采用“U”型通風方式，一進一回。新風和乏風均不通過采空區，漏風少。

　　3、設置雙向風門，礦井可實現反風，以防火災事故擴大。實現風門閉鎖，使一組風門不能同時敞開，確保風流穩定。

　　4、正確選擇通風構築物的設置地點。輔助通風機、調節風門、風門、風牆和風橋等通風設施，設置在圍岩堅固、地壓穩定的地點，還應避免引起采空區或附近煤柱裂隙漏風量的增大。

　　4、監測方麵的措施

　　本礦井按易自燃煤層設計，配備了安全監控係統，礦井設置有風速、煙霧、一氧化碳和溫度等傳感器。

　　(五)防滅火方法

　　該礦為0.45Mt/a的中型煤礦，係統簡單，結合礦井安全生產條件，擬采用移動灌漿結合噴灑阻化劑、砌築防火牆方式防滅火。這幾種方法係統簡單，操作簡便，造價低，尤其適合中小型煤礦。從其它采用這些方法防滅火的煤礦使用情況總結，幾種方法結合使用，其防滅火效果較好。

　　設計采用移動灌漿進行采空區防火，工作麵噴灑阻化劑，對工作麵浮煤進行防火處理結合砌築防火牆隔絕采空區的綜合防滅火方法。

　　1、移動灌漿

　　采空區防滅火采用移動循環灌漿，工作麵推進5～6排為一個灌漿循環。泥漿由井下製漿硐室製好後用1噸礦車運至工作麵進、回風巷噴灌。選用IPNG泥漿泵(流量7.2～16m3/h，揚程12～14m，電機功率3KW)。

　　(1)灌漿參數

　　采區每推進5～6排(間距5～7m)後，在工作麵出山側向采空區噴灌一次，每次灌漿量按下式計算。

　　Q=Ldm/1000

　　式中：Q——循環灌漿量， m3

　　L——采麵斜長， m

　　d——每灌漿循環工作麵走向推進長度， m

　　m——采空區泥漿灌噴厚度， mm

　　采空區每次灌漿量經計算為10.8 m3。

　　(2)灌漿材料及製備

　　灌漿材料用頁岩粉配20%消石灰[Ca(OH)2]溶液攪拌而成，泥水配合比為1：3，容重1.38～1.43t/m3泥漿過濾粒度不大於2mm，在井下製漿硐室配製，即配即運，到井下灌漿點灌注前，需用手持式攪拌器攪拌一次，攪勻後才能啟動灌漿泵，實行采空區噴灌。

　　2、阻化劑防火

　　工作麵浮煤采用噴灑阻化劑進行防火處理。重點對工作麵上下口、浮煤較多區域、煤層巷道冒落孔洞、開采線、停采線、上下煤柱等位置噴灑注阻化劑，覆蓋或包裹碎煤，封堵煤體裂隙，阻止煤的氧化或降低煤的氧化能力，起到防火作用。

　　(1)阻化劑選擇

　　選用的阻化劑為消石灰[Ca(OH)2]溶液,濃度20%。材料易取易製。

　　(2)防火方法和一次用量

　　根據工作麵推進的實際情況，一天噴灑一次。底板浮煤一次噴灑量按下式計算

　　G1=C8×C12×C5×L×B×h1×A1

　　式中：G1—按重量計算浮煤一次噴灑量，Kg;

　　C8、C12—一次噴灑加量係數，取1.2;

　　C5—鬆散煤(浮煤)的密度，取t/m3;

　　L—工作麵長度， m;

　　B—一次噴灑寬度，4m;

　　h1—底板浮煤厚度，0.2m;

　　A1—浮煤的吸藥量， Kg /t;

　　G1=1.2×1.2×170×4×0.2×2=395 Kg

　　護頂煤一次噴灑量為：

　　G2=C8×C12×C5×L×B×h1×A1

　　式中：G2—按重量計算護頂煤一次噴灑量，Kg;

　　C8、C12—一次噴灑加量係數，取1.2;

　　C5—鬆散煤(浮煤)的密度，取t/m3;

　　L—工作麵長度，m;

　　B—一次噴灑寬度， 1m;

　　h1—護頂煤厚度，m;

　　A1—護頂煤的吸藥量，Kg /t。

　　G2=1.2×1.2×170×1×0.2×2=98 Kg

　　G1+ G2=395+98=493 Kg

經計算，工作麵一次噴灑量為493kg，設計選用WJ—24阻化劑噴射泵2台，一用一備。阻化劑噴灑壓注工藝見插圖5-3-16，設備配備見表5-3-5。

　　插圖5-3-16 防滅火噴灌工藝係統示意圖

　　(3)工作麵日噴灑次數

　　采煤工作麵四六工作製，采煤班與準備班交替進行，噴灑工作安排在回柱放頂前進行。

　　(4)係統特點

　　機動靈活，防滅火範圍大等特點。與其它防滅火方法相比，阻化劑防滅火具有防滅火效果好，工人勞動強度小等特點。

　　(5)阻化劑滅火的防腐措施

　　1)選用的阻化劑材料不得汙染井下空氣和危害人體健康。

　　2)對機械設備塗上防腐漆，防止阻化劑對設備的侵蝕，並定期運出地麵檢修。

　　3)噴出的阻化劑不得遺留到機械設備上，噴灑時遠離金屬支架(柱)。

　　3、砌築防火牆

　　(1)井下發生煤層自燃發火時，構築臨時防火牆，繪製火區位置關係圖。

　　(2)防火牆用料石或磚砌築，並且嵌入巷道頂底和兩幫不小於500mm。

　　(3)定期測定結合日常監測和分析防火牆內的氣體成分、空氣溫度，檢查防火牆處的瓦斯、一氧化碳濃度、空氣溫度及防火牆內外的壓力差。

　　(4)防火牆附近設置柵欄、警標、禁止人員入內，並懸掛說明牌。

　　(5)啟封火區，拆除防火牆必須按《煤礦安全規程》、《煤礦救護規程》的有關條款執行。

　　(六)火災監測監控

　　本設計推薦采用束管監測係統對內因火災預兆進行監測監控，見第十章第六節。

　　B、井下外因火災的預防及裝備:

　　為了預防井下火災事故，礦井必須采取以下措施：

　　1、建立防火製度。根據《煤礦安全規程》規定，生產和在建的礦井必須製定地麵和井下的防火措施，所有地麵建築物、煤堆、矸石山，木料庫等處防火措施製度必須遵守國家有關防火規定。

　　2、防止火、煙入井。

　　3、設置防火門。設計在進風口裝設防火鐵門。並采取防止煙火入井的措施。

　　4、設置消防材料庫。設計分別在地麵和井下車場設置消防材料庫。

　　5、礦井消防用水。設計在地麵風井設置容積200m3的消防水池供井下消防用水。

　　6、煤層自燃的防治措施

　　設計中煤層自燃防治措施主要包括灌漿防滅火、噴灑阻化劑和砌築防火牆等綜合防滅火技術。

　　7、井下外因火災的防治

　　(1)電氣事故引發的火災防治

　　井下配電室在設計中布置在通風良好的硐室中，並實行獨立通風。混凝土砌镟，該硐室內配備礦用防爆開關，並設立柵欄門，配備滅火器材作為消防備用。

　　在供電設計中，井下所有用電設備全部選用符合《煤礦安全規程》礦用隔爆型。礦井采用農電網供電，同時設計考慮采用備用電源，確保通風設備的供電可靠性。對井下供電變壓器選用礦用變壓器。對防治地麵雷擊波及井下設立專門的接地裝置。

　　本設計中選用的井下電纜為阻燃型電纜，隔爆型接線盒，按《煤礦安全規程》規定敷設。

　　井下電氣設備設立保護接地過流短路，過負荷，斷相漏電等保護裝置。

　　巷道照明設備采用礦用隔爆型照明的綜合信號裝置，礦用防爆日光燈，礦用橡套電纜等符合《煤礦安全規程》規定的設備。

　　(2)其它火災的防治措施

　　地麵距井口20m內，設立護欄，嚴禁明火進入該區域，矸石山，爐灰場，坑木場遠離井口，進入井下的地麵鋼軌在入進處裝設接地避雷裝置。

　　(3)井下消防係統

　　設計在井下設置有消防係統。

　　(4)井下防火構築物

　　井下配電硐室兩側設立柵欄門、配備幹粉滅火器、滅火沙箱等器材。

　　C、預防火災的管理措施

　　本礦井設立了集中監測係統，對井下火災的管理與控製起到了積極作用。本係統對於井下的回采工作麵、采空區設置了CO傳感器，在主要機電硐室以及運輸順槽的膠帶運輸機均設置了煙霧傳感器，使火災隱情在萌芽狀態就能夠被感知，使礦井管理人員能夠及時掌握情況並加以解決。並且對膠帶運輸機配備了DMH型自動滅火係統，以防止在煤炭運輸中出現火災。

　　五、粉塵的綜合防治

　　設計采取的防塵措施有：

　　1、在井下設有消防灑水係統，對各采掘工作麵、裝煤點等可能產生粉塵的地方進行噴霧灑水。

　　2、各掘進工作麵采用濕式鑿岩、水炮泥和裝岩灑水等降塵措施，炮采炮掘工作麵采用高壓噴霧泵噴霧，以降低掘進麵的粉塵;機采、機掘工作麵采用采掘設備內外噴霧裝置進行噴霧降塵。

　　3、加強通風管理，嚴格控製風速，防止煤塵飛揚。井下所有溜煤眼及煤倉必須保持一定存煤，不得放空。

　　4、定期清掃浮煤、衝洗巷道，防止粉塵積聚。

　　5、所有接觸粉塵作業人員均配備防塵口罩及防塵安全帽。

　　6、井下電氣設備選用防爆型，入井前必須檢查設備的安全性能。井下電氣設備在正常情況下，都應在停電狀態下進行檢修和搬遷，經過停電、驗電、閉鎖和持牌等必經工序。

　　7、對接觸粉塵多的工種，如錨噴、采掘工人等，配備個體防護用具，減少粉塵危害。

　　此外，在運輸順槽和回風順槽等主要產塵巷道設置隔爆水槽棚。

　　六、預防井下水災的措施

　　1、在礦井建設和生產期間要嚴格執行《煤礦安全規程》中關於井下防治水的規定及要求。

　　2、加強對井田周圍淺部小煤礦調查，在掘進和開采中應引起足夠重視，要製定相應的防水措施，注意探放水，留設足夠的防水或防砂煤柱，同時，避免因局部地質變化引起的突水事故。

　　3、在斷層兩側，必須按規定留設足夠的斷層煤柱，在條件不具備時，不得進入防水煤柱采煤。

　　4、檢查地質鑽孔的封孔狀況，對安全生產有威脅的鑽孔應及時啟封，重新封閉。

　　5、對井下有突水危險的地區，必須在附近設置水閘門或閘牆。

　　6、完善礦井排水係統，確保排水機電設備的完好，定期清理水溝和水倉，保持流水暢通。

　　7、在掘進工作麵或其它地點發現煤岩鬆軟、片幫、來壓或鑽孔中的水壓、水量突然增大，以及有頂鑽等異常現象時，必須立即停止掘進，並將人員撤至上一水平或地麵，並立即關閉水閘門等。

　　8、在以下情況，必須先探後掘，製定必要的安全措施。

　　(1)接近水淹或可能積水的井巷、采空區或相鄰煤礦時。

　　(2)接近含水層、導水斷層、溶洞和導水陷落柱時。

　　(3)打開隔離煤柱放水時。

　　(4)接近可能與河流、水庫、蓄水池、水井等相通的斷層破碎帶時。

　　(5)接近水文地質複雜區域，並有出水征兆時。

　　(6)接近有出水可能的鑽孔時。

　　(7)接近有水或稀泥的區域時。

　　(8)底板原始導水裂隙有透水危險時。

　　(9)接近其他可能出水地區時。

　　七、井下安全監控及自救器配備

　　(一)井下安全監控

　　本礦井屬高瓦斯礦井，有煤與瓦斯突出可能。為及時了解井下瓦斯及通風狀況，以便迅速、準確采取有效防治措施，本設計選擇重慶煤科分院開發研製的KJ90NB集中安全監控係統，對井下采掘工作麵和總回風巷等處設有各種自動監測探頭，礦共設有瓦斯傳感器、風速傳感器、負壓傳感器、風門開關傳感器、主扇開停傳感器、局扇開停傳感器、溫度傳感器，煙霧傳感器，一氧化碳傳感器等，並按規定備用各類傳感器。同時，礦井建立集中安全監測係統，除對井下各地點的瓦斯、風速、風門開關、風壓、溫度等參數(狀態)進行集中監測外，還監測瓦斯抽采管路中的濃度，流量，溫度和抽采負壓等，並配備各種巡回檢測和礦井集中監測係統相結合的雙重監測體係，保證礦井安全生產。

　　(二)自救器配備

　　為礦工自救及等待救援，設計按井下工作和管理人員出勤總人數，並考慮10%的備用量，井下生產共計配備壓縮氧自救器491台，並配備4台自救器氣密檢查儀。

　　為做到發生災害時礦工能自救，每個下井人員必須配備自救器並隨身攜帶。

　　八、礦山救護

　　為礦工自救及等待救援，設計按井下工人和管理人員出勤總人數，並考慮10%備用量，配備壓縮氧自救器，每個下井人員必須隨身攜帶。根據災情，另配備有氧氣呼吸器、氧氣充填泵等救護設備。

　　由於郭家地礦井距普安縣城較遠，雖然現有公路交通方便，但不能保證救護人員30分鍾內到達該礦。因此本礦井設置專職礦山救護中隊一個。該中隊由三個救護小隊組成，每個小隊為9人，主要裝備有礦山救護車2輛、指揮車1輛、裝備車1輛，以及同救護中隊相匹配的全套儀器、設備。

　　九、其它

　　礦井除積極地采取普遍性預防措施外，還應事先編製周密的“災害預防計劃”。定期進行安全檢查，發現災害苗頭及時處理。並且應經常對井下人員進行安全教育和礦山自救訓練。

　　第六章　提升、通風、排水和壓縮空氣設備

　　第一節　提升設備

　　一、提升係統選擇：

　　(一)、提升方式選擇：

　　根據礦井開拓方式，主提升方式有斜井串車提升和皮帶運輸兩種可選方案，由於皮帶運輸具有運營成本低，運輸量大，運輸連續，便於實現自動化管理等優勢，加上本礦井煤層傾角小，主運輸斜長相對較長，采用絞車提升為滿足纏繩要求所用絞車大，需用多級礦車轉運，占用人員多。礦井煤層傾角恰好非常適宜用皮帶運輸。設計經全方位經濟技術比較後，決定礦井煤炭運輸在各采區順槽以及主提升上下山、運輸石門大巷內均采用皮帶運輸，主提升斜井由於傾角22°，采用大傾角強力皮帶機運輸，這樣，煤炭可直接從工作麵經各皮帶轉運直達井口地麵，便於礦井建成為高產高效礦井。

　　根據礦井開拓方式，礦井材料、矸石及人員經副井進出，副井為方便大型設備入井，采用絞車串車提升，主運輸石門部分為機軌合一布置，采區軌道上山采用絞車串車提升，便於設備、材料運送。

　　(二)、主要提升係統井筒裝備

　　根據設計選型，主提升井筒為三心拱，L淨=4.1m，H淨=2.87m(詳見開拓章節)，井筒內除安裝皮帶外在旁邊設置22kg/m單軌，安裝臨時小絞車，以便於皮帶機檢修及搶險時使用。副井井筒為半園拱，L淨=3.8m，H淨=3.4m(詳見開拓章節)，井筒內設置30kg/m雙軌，地麵安裝雙滾筒提升機，作為礦井主要水泵、材料、矸石及人員的主要運輸路線。

　　二、主井提升設備選型

　　(一)主斜井提升皮帶運輸機選型計算(1#皮帶機)

　　1、已知條件：

　　Q=350t/h，提升標高+1664.9～+1460m，h=204.9m，斜長約547m，皮帶機長574m，L水平=507m，傾角22°，γ=1t/m3 V=2.0m/s，

　　2、選型計算：

　　(1)輸送帶寬度計算：

、

　　Smin=15451+82362=97813N

　　比較上述計算結果，最小張力取97813N

　　(5)最大張力確定

　　Smax=97813+131902=229715 N

　　(6)輸送帶強度校核：

　　3150型皮帶縱向拉伸強度為3.15×106

　　安全係數m=3.15×106÷229715=13.7

　　滿足《安全規程》要求。

　　(6)拉緊行程

　　l=0.0035L+2=0.0035×574+2=4.009m取5m

　　3、選型計算結果：

　　選配DTC-10080/160×2型鋼繩芯輸送機，帶強ST3150N/mm，B=1000mm，Q=350t/h，α=22°，L=574m N=2×160KW，采用變頻驅動控製技術，配備變頻驅動起動設備1套，皮帶機監控保護裝置1套，計算選配BYWZ5-500/201製動器1套，選配 DSN130逆止器2套，機尾采用車式拉緊裝置。

　　(二)、一采區皮帶上山皮帶機

　　該皮帶機負責一采區煤炭向下運輸任務，Q=200t/h，皮帶上山傾角8°， 皮帶機斜長約L=500m， V=2.0m/s。

　　根據計算：選配DTⅡ(A)-8063.2型鋼繩芯輸送機，ST2500 N/mm，采用變頻驅動控製技術，配備變頻驅動起動設備1套，皮帶機監控保護裝置1套，B=800mm，輸送長度500m，采用單滾筒單驅動裝置傳動，電動機裝機功率為75kw。

　　采區內采用可伸縮皮帶機及刮板運輸機運輸(見采區設備部分)。

　　三、副井提升設備選型

　　(一)、設計依據：

　　根據礦井開拓設計，該井筒負責全礦井所有矸石、材料、設備及人員的運送任務。

　　①、礦井年提運能力：矸石按生產能力的15%估算，即450000t/a×15%=67500t/a，根據矸石容重折合38572m3/a，按照40000 m3/a計算;最大件重量7t;最大班下井人員216人;下放材料按照60車/班。

　　②、礦井提升方式：1t固定式礦車，型號為MG1.1-6A串車提升，礦車自重600kg，上下均為平車場。采用XRB15-6/6型人車運送人員，人車自重頭車2200kg，尾車自重1000kg，每節載人15人，每人按照70kg計算。

　　③、井筒傾角為22°

　　④、提升水平：+1663.5m~+1490m，提升垂高173.5m

　　⑤、工作製度：兩班生產，一班準備，年工作日330d/a，每天16h。

　　⑥、煤γ=1000kg/m3，矸石γ=1750kg/m3

　　(二)、絞車選型計算：

　　根據設計能力及井筒條件，取每次提矸3車，或提材料4車。

　　井筒斜長：213.5/sin22。=463.15m 取464m。車場長度取36m

　　Lt=464+36=500m

　　Lc=500+30=530m

　　1、初定提升速度與加、減速度

　　根據《煤礦安全規程》(2006年版)第四百二十六條規定：“斜井提升容器的最大速度和最大加、減速度應符合下列要求：(一)升降人員時的速度，不得超過5m/s，並不得超過人車設計的最大允許速度。升降人員時的加速度和減速度，不得超過0.5m/s2。……”

　　設計中根據提升機產品樣本初步確定提升速度為4.0m/s以內，最大加、減速度為0.5m/s2。

　　2、初步估算一次提升循環時間：

　　※ 設備運輸速度按1m/s ，輔助工作時間按30 min計，則一次提升時間為：

　　Tx=215+30+600=845s

　　四、采區提升上山設備選型

　　上山傾角8°，斜長1150m。

　　提升容器：1t固定式礦車。

　　提升方式：串車提升。

　　提升最大件質量：7t。

　　鋼絲繩：6V×19-φ20-1570型，直徑20mm，破斷力總和236KN。

　　提矸安全係數m=8.68>6.5。

　　提升機：由於采區距離長，采用斜井人車運輸人員，根據規範鋼絲繩最大容許纏繞2層，計算選配防爆全液壓JKYB-2.5×2.0XP型單筒絞車，滾筒直徑2500mm，滾筒寬度2000mm，最大靜張力90kN，速度0～4m/s，配套液壓馬達4個。液壓係統功率200～400kW。

，直徑1400mm。鋼絲繩：24-NAT-6×19WS+NF-1670-ZS-394-GB8918-2006作為提升鋼絲繩。由於絞車為全液壓控製，速度在0～4.0m/s之間無級調速，傳統的速度圖和力圖計算沒有意義，故未計算。按照最大速度控製在3.8m/s左右估算提升1次循環時間約為350s，其最大班作業時間分配如下：

　　※ 設備運輸速度按1m/s ，輔助工作時間按30 min計，則一次提升時間為：

　　Tx=175+30+1150=1355s

　　最大班作業時間：4.47h<7h。

　　一采區運輸斜石門：該石門傾角18°，斜長最大約100m，采區設備材料將由此轉運，根據計算選配JD-40，40kw內齒輪滿足要求。

　　五、主斜井檢修搶險絞車選配

　　主斜井提升標高為+164.9m～+1460m，傾角22°，斜長547m。由於該絞車僅僅作為更換皮帶機托輥等以及其它檢修施工使用，事故搶險時可運送小件物料，根據計算選配JD-55型55kw內齒輪1台，滿足纏繩要求以及提升需要。

　　六、電控係統及信號

　　主斜井皮帶機采用變頻控製係統，副井絞車電控係統選用PLC電控係統;上部車場、中部甩車場、下部車場、每個躲身硐口均必須安設聲光信號裝置，確保行人不行車，行車不行人。信號采用127V(具有聲光信號)，選用MY3×95+1×35的電纜作為負荷線。主斜井必須具有信號閉鎖裝置，井底車場的信號必須經井口信號工轉發之後方能啟動絞車運行。

　　七、其他各種保護係統

　　(1)自動推車係統：在主斜井上部車場裝備自動推車係統，以減輕工人勞動強度。

　　(2)跑車防護裝置：在主斜井的井巷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)在各車場安設能夠防止帶繩車輛誤入非動行車場或區段的阻車器。

　　(4)在上部車場入口安設能夠控製車輛進入摘掛鉤點的阻車器。

　　(5)在上部平車場接近變坡點處安設能夠阻止未連掛的車輛滑入井筒的阻車器。

　　(6)在變坡點下方略大於1列車長度的地點，設置能夠防止未連掛的車輛繼續往下跑車的擋車欄。

　　第二節　通風設備

　　一、設計依據

　　本礦井按煤與瓦斯突出礦井進行設計，煤層有自燃發火傾向，煤塵無爆炸危險性。本設計中，礦井投產初期為中央並列式通風，後期為中央分列式通風。主要通風機工作方法為抽出式。不同時期所需風量和通風阻力見表6-2-1。

　　表6-2-1 各風井所需風量及通風阻力表

　　通風時期風量(m3/s)阻力(Pa)

　　容易時期80.51798.26

　　困難時期80.51862.77

　　二、通風設備選型

　　1、礦井主要通風機所需風量按下式計算

　　Q通=KQ礦

　　式中：Q通—礦井主要通風機所需風量，m3/s;

　　Q礦—礦井總需風量，m3/s;

　　K—礦井外部漏風係數，取1.05

　　主要通風機容易時期：Q易=1.05×80.5=84.5m3/s;

　　主要通風機困難時期：Q難=1.05×80.5=84.5m3/s;

　　2、自然風壓計算

　　井深小於100m時，按下式計算：Hn=P0H/R (1/T1-1/T2)g

　　井深大於100m時，按下式計算：Hn=P0H/R (1/T1-1/T2)g (1+H/10000)

　　式中：P0—地麵大氣壓，Pa，取84000 Pa;

　　H—主要進風井與出風井高差，m;回風斜井為11m。

　　T1—進風溫度，K;286.6K;

　　T2—出風溫度，K;295K;

　　R—礦井空氣常數，幹空氣氣體常數取287。

　　經計算，各風井的自然風壓分別為：

　　回風斜井：Hn=3.14Pa;

　　3、礦井主要通風機所需靜壓按下式計算

　　Hf= H阻 +Hn+hf

　　式中：Hf—礦井主要通風機所需靜壓，Pa;

　　H阻—礦井通風阻力，Pa;

　　Hn—自然風壓，Pa，容易時期取正，困難時期取負;

　　hf—主要通風機設備阻力，Pa;取150 Pa。

　　計算結果見表6-2-2。

　　表6-2-2 礦井通風靜壓計算表 　　 單位Pa

　　通風時期H阻Hn Hf

　　容易時期1798.26-3.141945.12

　　困難時期1862.773.142015.91

　　4、礦井主要通風機選型

　　1)風量、風壓

　　根據以上計算，主要通風機理論工況點時的風量和風壓為：

　　通風容易時期：Q易=84.5m3/s，Hf=1945.12Pa;

　　通風困難時期：Q難=84.5m3/s，Hf=2015.91Pa。

　　2)通風網路特性曲線

　　根據上述計算，各時期的通風網路特性曲線方程如下：

　　容易時期：H=RQ2=0.2810Q2，

　　困難時期：H=RQ2=0.2875 Q2;

　　將通風網絡特性曲線與預選的風機性能曲線繪製在同一坐標係中，兩曲線交點即為礦井主要通風機實際工況點，

　　3)電機功率計算

　　根據各風機各通風時期工況點的風量、風壓和效率，按下式計算其相應的電機功率：

　　N= KQH/(1000η)

　　式中：Q—風量，m3/s;

　　H—風壓，Pa;

　　η—效率;取84%

　　K—通風係數，取1.15。

　　容易時期：N= 1.15´Q´H/(1000η)

　　=1.15´87.2´2170/(1000´84%)=259(KW)

　　困難時期：N= 1.15´Q´H/(1000η)

　　=1.15´87.6´2200/(1000´84%)=264(KW)

　　4)風機選型結果

　　根據以上風量、風壓及電機功率的計算，礦井主要通風機選擇FBCDZ-8-N022型礦井防爆型軸流式對旋通風機2台，1台工作，1台備用，礦井通風容易時期配套電機功率160´2kW，困難時期配套電機功率160´2kW。其風機的主要性能參數如表6-2-3所示。

　　表6-2-3　　礦井主要通風機主要性能參數表

　　通風時期風機型號葉片安裝角(°)風量(m3/min)靜壓(Pa)軸功率(kW)配套

　　電機(kW)轉速(r/min)

　　容易時期FBCDZ-8-N02235/32113~721082~2763267.8160´2740

　　困難時期FBCDZ-8-N02235/32113~721082~2763267.8160´2740

　　根據以上風量、風壓及電機功率的計算，礦井主要通風機選擇FBCDZ-8-N022型礦井防爆型軸流式對旋通風機2台，1台工作，1台備用，礦井通風容易時期配套電機功率160´2kW，困難時期配套電機功率160´2kW。其風機的主要性能參數如表所示。

　　5、風機工況點分析

　　根據礦井通風網路特性曲線方程，繪製風機在各個時期的風網特性曲線，采用作圖法求得風機運行的實際工況點(見插圖6-2-1)。其中容易時期工況點M1為風量87.2m3/s，靜壓2170Pa，效率84%，葉片角35°/32°;困難時期工況點山為風量87.6 m3/s，靜壓2200 Pa，效率84%，葉片角35°/32°。

　　在礦井生產期間，不需更換主要通風機，即可保證風機在高效區運行。

　　三、反風措施

　　FBCDZ-8-N022型礦井防爆型軸流式對旋通風機具有直接反轉反風的性能，反風量60-75%，符合《煤礦安全規程》的要求。因此，本設計采用電機反轉反風的措施。

為了配合反風及倒換風機，設計在風機入口設置了手動/電動兩用蝶閥。同時還設有測試風機風量、負壓、溫度及瓦斯濃度等全自動監控設施。

　　第三節　排水設備

　　根據礦井采掘部署，礦井主排水泵房設置在副斜井下車場附近，礦井前期為一級排水，即安裝水泵將水一次從+1490m泵房經副斜井排至井口外;後期開采下山時礦井用水經+1350m水泵房排至副斜井下部+1490m泵房水倉，再由+1490m泵房集中排出井口外。礦井達產時為一級排水，各設備計算如下：

　　(一)排水設施設計依據

　　本礦井初期在+1490m水平井底車場附近設中央水泵房，礦井湧水經兩趟敷設於副斜井的排水管路，排出地麵;後期在+1350m階段19煤層聯合係統及+1350m26煤層獨立係統井底車場附近設采區水泵房，各設兩趟排水管路經軌道下山排至+1490m水平中央水倉，再由中央水泵房排出地麵。

　　中央水泵房標高：+1490m。

　　排水口標高：+1663.5m。

　　排水垂高：173.5m

　　井筒傾角：22°。

　　井筒斜長：571m。

　　礦井正常湧水量：初期127.5m3/h，後期200m3/h

　　礦井最大湧水量：初期51.6m3/h，後期400m3/h

　　(二)排水係統方案選擇

　　1、排水方案

　　方案一：即排水泵選用DF280-43×6礦用耐酸抗腐蝕泵排水方案。

　　該水泵主要參數為：揚程215m，額定流量280 m3/h，電機功率355KW。如果選用該型水泵需選用3台，正常湧水時，1台工作，2台備用及檢修。最大湧水時2台工作，1台備用及檢修。該方案優點為設備簡單，初期投資小;缺點是如果礦井在生產過程中遇到湧水量變化時減少時，單位時間內需要占用電機功率大，啟動設備初期單台投資大。

　　方案二：即排水泵選用DF155-67×3礦用耐酸抗腐蝕泵排水方案。

　　該水泵主要參數為：揚程201m，額定流量155 m3/h，流量最大185 m3/h，電機功率200KW。如果選用該型水泵需選用7台，正常湧水量，2台工作，5台備用及檢修。最大湧水量時4台工作，3台備用及檢修。該方案主要缺點為設備配置較複雜，設備台數多，不利於管理，初期投資大;主要優點為：如果礦井在生產過程中遇到湧水量變化時，一般不需更換設備，如果確需更換水泵時現有啟動裝置及井巷能滿足排水需要。

　　(三)、設計選型結果

　　考慮到礦井水文地質屬於中等偏複雜程度，加之隨著水平延深時水量增加等因素，設計采用方案一。

　　選用DF280-43×7型耐酸抗腐蝕泵，共3台，其中，1台工作，1台備用，1台檢修;泵房內預留1～2台泵安裝位置。

　　水泵排水量Q：280 m3/h

　　水泵揚程H：301m

　　電動功率P：355kW。

　　計算選用Φ219×8無縫鋼管2趟，正常湧水時，1台泵排水經過1趟管路，另外1趟管路備用，最大湧水時，2台泵排水各自經過1趟管路。吸水管路選配Φ273×8無縫鋼管。單台泵排水支管也選用Φ219×8無縫鋼管。

　　本礦井采用斜井開拓，在+1490m水平設中央水倉，水倉入口處水溝底板設計為車場最低點，以利水流彙集，且需考慮水倉清理設備的順利出入。

　　2、主、副水倉容量

　　根據《煤礦安全規程》第280條規定，+1490m水平中央水倉設主倉和副倉，當一個水倉清理時，另一個水倉能正常使用。各倉的有效容量能容納礦井8h的正常湧水量，計算容量不小於1600m3。水倉有效容積按80%計算，其巷道淨工程量不小於1825 m3。水倉支護材料必須考慮防腐蝕要求。

　　(四)主要水泵型號及台數

　　設計選用DF280-43×6型耐酸抗腐蝕泵，共3台，其中，1台工作，1台備用，1台檢修。

　　(五)主要水泵房和通道布置及安全出口

　　+1490m水泵房按5台水泵的布置要求設計(預留2台位置)，投產時布置3台水泵，其中1台工作，1台備用，1台檢修。水泵房共設3個安全出口，其中一個為專用進出通道，一端通過中央變電所連接副斜井井底車場，另一端為管子道接通副斜井。水泵房底板高出井底車場底板0.5m，管子道出口標高+1497.07m，高出大巷底板7m以上。

　　(六)排水管路趟數、規格選型

　　選用Φ219×8無縫鋼管2趟，正常湧水時，1台泵排水經過1趟管路，另外1趟管路備用，最大湧水時，2台泵排水各自經過1趟管路。吸水管路選配Φ273×8無縫鋼管。單台泵排水支管也選用Φ219×8無縫鋼管。

　　第四節　壓縮空氣設備

　　根據采掘部署，礦井井下掘進采用風煤鑽、風錘，采煤麵局部采用風煤鑽輔助作業，該礦壓風係統布置有地麵固定壓風和井下移動壓風2種可選擇方案，其各自優缺點比較見表6-4-1：

　　表6-4-1 壓風供風方案比較表

　　壓風站位置優 點缺 點

　　地麵固定 壓風機供電方便，距離短，可采用非防爆設備，冷卻方便，管理便捷;井下無噪聲，使用方便安全。需要安裝管路到井下，增大管路部分投資，需防爆設備，單台價格高。國家文件限製。

　　井下移動 壓風機距離用風地點近，壓降損失小，隨用風地點移動，井下管理方便，無需設置專人值班。不需要從地麵～井下的主要供風管路。負荷集中在井下，需增大井下供電電纜截麵，初期設備投資大，發熱難處理，工作點噪聲大

　　經過地麵和井下方案比較，井下移動壓風機雖使用方便，不需大量管路，但根據國家安全生產監督管理總局、國家煤礦安全監察局聯合下發的安監總煤行〔2007〕167號文件《關於所有煤礦必須立即安裝和完善井下通訊、壓風、防塵供水係統的緊急通知》的緊急通知的有關要求並結合礦井實際，礦井壓風量相對較小，采用在地麵設置固定壓風站，安裝新型螺杆固定壓風機。如果礦井以後生產中井下增加大型風動工具數量後，地麵固定壓風不足時，可根據需要增加移動壓風機隨著掘進工作麵的移動而移動。既方便礦井使用，又保證了安全需要，滿足國家文件對安全的要求。

　　一、壓風站設施選型計算：

　　(一)計算選型依據

　　1、 井下用氣設備數量：

　　計算使用的風動工具見表6-4-2：

　　其中：α1――沿管道全長的漏風係數，根據壓氣管網示意圖，達產期間供氣最遠點將達到3424m，α1取1.2

　　α2――由於風動工具磨深磨損耗氣量增加係數

　　γ――海拔高度增加係數，1000m以上每100m增加1%。

　　mi――同型號風動工具同時使用數量

　　qi――單台風動工具耗氣量

　　ki――同型號風動工具同時使用係數

　　②、按壓風自救係統需風量計算

　　根據礦井最大班入井作業人數按照貴州省的相關文件規定為不超過100人。

　　按照《防突與瓦斯抽放細則》規定：壓風自救器風量應按照0.1m3/min.人考慮計算，每人不得小於0.1m3/min。故按最大作業班人員需風量計算空壓機排氣量如下：

　　Q排=N×Q=100×0.15=15 m3/min

　　式中 Q排——礦井總耗風量，m3/min;

　　N——當班最多人數，取100人;

　　Q——每人需風量，取0.15m3/min。

　　根據以上計算取大值，按照29.67 m3/min選配壓風機。

　　2、空氣壓縮機出口壓力估算：

　　根據《煤礦工業礦井設計規範》的要求，用風地點供氣壓力要比風動機械工作壓力高0.1MPa，即

　　第七章　建井工期

　　第一節　建井工期

　　一、前期準備工作

　　礦井建設前的準備工作應遵循的原則：統籌安排好礦井建設與人員生活間的關係，既要保證完成礦井開工前應具備的“五通一平”條件和施工所必須具備的設施，又要為施工隊伍提供基本的生產、生活條件。

　　根據該礦井的實際情況，將準備工作分為建設前期準備工作和施工前期準備工作。

　　(一)建設前期準備工作

　　從征地到斜井正式掘進，為建設準備期，主要需完成如下工作：

　　1、工業場地土地征地;

　　2、工業場地工程地質勘探;

　　3、斜井井筒、工業場地平場的施工圖設計;

　　4、預計建設前期準備期為3個月。

　　5、礦井斜井井巷工程、工業場地平場的招投標，落實施工隊伍。

　　該礦井地處山區，人口稀少，征地較為容易，場地無拆遷任務，

　　(二)施工前期準備工作

　　1、編製礦井施工組織設計及斜井單項工程施工組織設計;

　　2、完成工業場地測量基點和基樁標定(包括導線點和水準點)，並設置井筒十字基樁點。

　　3、完成施工需要的“五通一平”工作，即完成礦井施工所必須的供水、供電、道路(含場外、場內)、通信、場內外排水設施及場地平整工作。

　　4、完成施工需要的宿舍、食堂、浴室等必要的生活設施，以及施工提升、排矸、壓風、機修、鍋爐房、材料設備庫房、炸藥房、辦公室等生產設施。

　　5、完成建井期間利用的永久建築物和設施，設計考慮利用永久單身宿舍作為施工期間的宿舍、辦公室、食堂、浴室等。

　　6、落實施工所用的鋼材、水泥、砂石等建築材料。

　　7、按礦井施工準備計劃及井筒開工需要，編製施工設備要求和勞動需求計劃，並做好設備及隊伍的調遣工作、人員的培訓工作。

　　施工準備工程多，各工程、工序、工種相互交叉，應采取統籌安排，緊緊抓住施工準備期的關鍵線路，一環扣一環地進行，以縮短準備期，按照有關規定，並結合該礦井的具體條件，預計施工準備期為3個月。

　　二、礦井建設方式及移交標準

　　根據推薦的井田開拓方式，礦井投產時共有三個井筒，礦井的開拓方式為礦井組織多頭施工創造了條件，借鑒其它類似礦井的建設經驗，礦井宜采用一次設計、連續施工、一次投產的建設方式。

　　礦井建成投產時，井巷工程量總計為9677m，布置一個采區、一個高檔普采工作麵達到生產能力。

　　礦井移交生產時，井上下的設施應按設計要求全部建成，並投入使用，方能保證礦井正常生產。

　　三、井巷施工平均成巷進度指標

　　據原煤炭部製訂的《礦井建設工期定額》和其它有關規定，結合該礦井地質、地層條件，參照目前國內掘進的實際指標，並綜合項目建設單位建議，確定該礦各類巷道掘進進度指標如下：

　　主副斜井井筒：100m/月(普通鑽爆法施工，可考慮綜掘)

　　岩石平巷：120m/月(普通鑽爆法施工)

　　岩石斜巷：110m/月(普通鑽爆法施工)

　　煤層平巷：150m/月(普通鑽爆法施工)

　　煤層斜巷：150m/月(普通鑽爆法施工)

　　開切眼：150m/月(普通鑽爆法施工)

　　硐室：1000m3/月(普通鑽爆法施工)

　　四、主要連鎖工程的確定

　　根據井巷工程、瓦斯抽放作業、土建工程、機電設備安裝工程的施工特征，對其進行連鎖排序，礦井建設的主連鎖工程為井巷工程，關鍵線路為：主(副)斜井、回風斜井→+1490m井底車場→+1490m水平運輸大巷(+1465m水平回風大巷)→一采區軌道上山(一采區皮帶上山、一采區回風上山)→區段抽放巷及石門→瓦斯抽放作業→工作麵運輸、回風順槽→工作麵開切眼→工作麵設備安裝及調試→礦井聯合試運轉。

　　主斜井、副斜井、回風斜井貫通為實現井下多頭施工創造條件，而且還直接影響到礦井能否按期投產。預計主斜井、副斜井、回風斜井貫通工期為6個月。

　　五、三類工程施工順序和施工組織的基本原則

　　1、科學合理地組織三類工程平行交叉作業和均衡施工，抓緊抓好關鍵線路工程和重點工程的施工。設計三類工程排隊以井巷工程為主，同時合理安排土建和安裝工程。

　　2、保證井巷施工主要聯鎖工程的關鍵線路工程連續施工和主要貫通工程重點配備，充分發揮它們在加快礦井建設中的作用。

　　3、井下多掘進頭施工，並保持相對穩定，使建設期的勞力、物力、財力得以均衡使用，以縮短工期。

　　4、井巷工程堅持一次成巷，井下管線工程隨井巷工程相應進行，不留收尾工程。

　　5、盡可能利用永久工程和設施服務於施工，減少大臨工程，避免重複工程，以節約投資，縮短建設工期。

　　6、地麵建築工程中，關鍵工程是地麵生產係統，應創造條件優先安排，保證在礦井投產前建成。

　　7、做好設備器材的訂貨和采購工作，保證按期安裝使用，使之一次試運轉成功。

　　8、施工安排應充分考慮當地冬季的嚴寒氣候對施工的影響，特別是對地麵土建工程及安裝工程的影響。

　　按照上述原則，礦井建設工期見綜合進度圖。

　　六、建井工期的預計

　　根據排列的礦井建設工期綜合進度，預計礦井從井筒正式開工到移交生產總工期為34個月。見插圖15-1-1.

　　第二節　產量遞增計劃

　　礦井建設投產總工期(不含準備期)為34個月，一個回采工作麵投產，投產即達到設計生產能力。

　　(二)礦井全員工效

　　根據上述勞動定員，礦井的全員工效為3.06 t/工。

　　三、技能素質要求及人員培訓

　　(一)技能素質要求

　　本礦井設計的主要係統，采用國內較先進的設備和生產工藝，為保證投產後能盡快達產，並能安全生產，必須擁有一批高素質的技術工人和管理人員。對采煤、掘進、通風、機電、運輸、提升等崗位的主要技術工人要求持證上崗。對爆破工、瓦斯檢查員、電工、提升絞車司機、叉車司機、機車司機等特殊工種還必須持政府主管部門頒發的相關崗位證書;管理人員要求應有相應崗位的任職經驗;技術人員應有相關經驗及資職證書。

　　(二)人員培訓

　　為了礦井的順利投產，人員培訓必須未雨綢繆，設計建議項目建設單位以如下方式培訓管理人員和技術工人。

　　1、在煤炭行業院校定向(或委托)培養管理人員和技術人員。

　　2、委托相關職業技術學校定向(或委托)培養技術工人。

　　3、對上崗人員作崗前技能和安全培訓，合格後方能上崗。

　　第二節 投資概算及資金籌措

　　一、投資概算範圍

　　投資概算範圍為項目從籌建至達到設計生產能力時所需的建設投資和生產用流動資金。

　　二、投資概算編製依據

　　1、井巷工程采用原國家煤炭工業局煤規字[2000]第48號文頒發的《煤炭建設井巷工程概算定額》(99統一基價;工業建築工程采用煤規字[2000]第183號文頒發的《煤炭建設地麵建築工程概算指標》(99統一基價);安裝工程采用煤規字[2000]第183號文頒發的《煤炭建設機電安裝工程概算指標》(99統一基價);費用定額采用煤規字[2000]第48號文頒發的《煤炭建設工程造價費用定額及造價管理有關規定》。

　　2、設備價格主要從廠家詢價，不足部分采用《全國機電設備價格彙編》、《煤炭工業常用設備及器材價格彙編》，並按有關規定計取設備運雜費，運雜費費率取6%。

　　3、材料價格采用當地材料預算價格。不足部分參照煤炭造價信息或其他材料價格資料，並調整到當地材料預算價格的水平。

　　4、基本預備費：根據原國家煤炭工業局煤規字[2000]第48號文按10%計算。

　　三、投資概算

　　(一)建設投資

　　1、建設投資靜態部分

　　經計算，項目建設投資靜態部分10820.8萬元，包括井巷工程4065.6萬元、土建工程863.57萬元、設備及工具器購置費3953.88萬元、安裝工程587.76萬元、工程建設其他費用1350.05萬元。

　　建設投資詳細構成見投資估算書。

　　2、建設投資動態部分

　　(1)漲價預備費

　　根據當地當前物價變化趨勢、項目特點及原國家計委有關規定，本項目漲價預備費計算指數按零考慮，價差預備費為0萬元。

　　(2)建設期利息

　　項目建設投資全部使用企業自有資金，不產生建設期貸款利息。

　　因此，本項目建設投資動態部分為0萬元。

　　3、流動資金

　　項目流動資金按規定投入。

　　經上述計算，項目總投資為10820.8萬元(不含流動資金)，噸煤投資240.46元。

　　四、資金籌措

　　項目建設投資全部使用自有資金。

　　第三節　原煤生產成本

　　一、設計成本估算方法

　　按成本要素法進行設計成本估算。

　　二、設計成本估算內容

　　1、原材料費根據礦井的設計並參照貴州省煤炭行業目前生產成本估算。

　　2、動力費：噸煤電耗25.52kW·h，電價0.355元/ kW·h，基本電費22元/月·kVA。

　　3、工資：根據當地平均工資水平及本礦井勞動生產率，確定本礦井職工平均工資為22000元/a·人。

　　4、職工福利費按工資總額的14%計算。

　　5、修理費提存率為2.5%，計算基數按有關規定。

　　6、井巷工程基金根據規範計算為2.5元。

　　7、折舊費：土建工程折舊年限為40a，綜采設備折舊年限為8a，一般采掘設備折舊年限為10a，其他設備折舊年限為15a。

　　8、根據有關規定，維簡費按10.50元計算，維簡費的50%進入經營成本，生產安全費為10元。

　　9、攤銷費：按10a攤銷計算。

　　10、管理費及其他費用根據類似礦井生產經驗數據測算。

　　11、財務費用包括長期貸款利息、流動資金貸款利息和短期借款利息。

　　三、設計成本估算結果

　　經計算，滿負荷生產年份礦井噸煤成本為102.51，詳見表16-3-1。

　　表16-3-1 成本估算表

　　序號項目名稱成本費用

　　單位成本

　　(元/t)年成本

　　(萬元)

　　1外購原材料17.65794.35

　　2動力費11.41513.28

　　3直接工資18.82847.00

　　4職工福利費2.64118.58

　　5修理費4.39197.43

　　6煤炭生產安全費用10.00450.00

　　7管理費及其它支出(含50%維簡費)8.39377.35

　　經營成本(以上7項合計)73.293298.05

　　8折舊費16.14726.3

　　9井巷工程基金2.5112.50

　　10維簡費及其他8360.00

　　11攤銷費1.5369.00

　　12財務費用1.0547.39

　　總成本費用(以上各項合計)102.514612.95

　　其中：固定成本56.962563.2

　　可變成本40.551824.75

　　第四節　銷售收入、稅金及利潤估算

　　一、銷售價格

　　根據目前煤炭市場行情及貴州省目前煤炭銷售情況，預計礦井煤炭銷售價格為坑口含稅價格400元/t。

　　二、礦井年銷售收入估算

　　根據礦井施工進度計劃，礦井達到設計生產能力需要34個月，滿負荷生產年份銷售收入為18000萬元。

　　三、礦井銷售稅金及附加

　　礦井應納稅金：

　　增值稅：進項稅率17%，銷項稅率13%。

　　城市維護建設稅：5%。

　　教育費附加：3%。

　　資源稅0.5元/t。

　　經計算，礦井正常生產年份銷售稅金及附加為177.23萬元;年增值稅為1703.96萬元。

　　第五節　概略財務評價

　　一、基礎數據

　　1、計算期為20a

　　2、基準收益率為10%

　　3、所得稅率25%

　　4、盈餘公積金取10%

　　5、其它參數按相關規定計取

　　二、利潤估算

　　礦井正常生產年份銷售收入為18000.00萬元，銷售稅金及附加為177.23萬元，增值稅為1703.96萬元，總成本費用為4612.95萬元，利潤總額為11505.86萬元。年繳納所得稅2876.47萬元。稅後利潤為8629.39萬元。

　　投資利潤率45.61%

　　投資利稅率73.25%

　　三、投資回收期

　　本項目含建設期的投資回收期為48.3個月。

　　第四節　礦井設計主要技術經濟指標

　　本礦井設計主要技術經濟指標見表16-5-1。

　　表16-5-1 設計主要技術經濟指標表

　　序號指標名稱單位指 標備 注

　　1礦井設計生產能力

　　1.1 年生產能力Mt/a0.45

　　1.2 日生產能力t/d1365

　　2礦井服務年限

　　2.1 設計生產服務年限a25.46

　　2.2 先期開采地段服務年限a17.05

　　3礦井設計工作製度

　　3.1 年工作天數d330

　　3.2 日工作班數班3

　　4煤 質

　　4.1 原煤灰分(Ad)%20.34

　　4.2 浮煤灰分(Ad)%8.29

　　4.3 原煤硫分(St、d)%3.5

　　4.4 浮煤硫分(St、d)%1.32

　　4.5 原煤揮發分(Vdaf)%9.66

　　4.6 原煤發熱量(Qgr,v.d)MJ/kg35.35

　　5煤 類WY

　　6資源/儲量

　　6.1 地質資源量Mt2113

　　6.2 工業資源/儲量Mt1891.8

　　6.3 設計可采儲量Mt1456.15

　　7煤層情況

　　7.1 主要可采煤層層數層3

　　7.2 主要可采煤層總厚度m6.79

　　7.3 首采區煤層厚度m3.1

　　7.4 煤層傾角(º)11

　　8井田範圍

　　8.1 平均走向長度km1800

　　8.2 平均傾斜寬度km2650

　　8.3 井田麵積km24.23

　　9開拓方式斜井

　　10水平

　　10.1 第一水平標高m1450

　　10.2 輔助水平標高m1350

　　10.3 回風水平標高m1650

　　11井筒類型及長度

　　11.1 主斜井m547

　　11.2 副斜井m463

　　12采區個數個6

　　13回采工作麵個數及長度個、m1，平均170

　　14回采工作麵年推進度m675/1100

　　15采煤方法走向長壁

　　16頂板管理方法全部垮落法

　　17采煤機械化裝備

　　17.1 采煤機械台1

　　17.2 工作麵支架根1500

　　17.3 工作麵運煤機械台1

　　17.4 運輸順槽運煤機械台2

　　17.5 采區上山運煤機械台1

　　18掘進工作麵個數個3

　　19井巷工程總量

　　19.1 巷道總長度m9677

　　19.2 巷道掘進總體積m 3

　　19.3 萬噸掘進指標m /萬t

　　20大巷運輸

　　20.1 大巷主運輸方式皮帶運輸

　　20.2 大巷輔助運輸方式礦車

　　20.3 礦車類型MG1.1-6A

　　21提 升

　　21.1 主斜井提升設備台1

　　21.2 副斜井提升設備台1

　　22通 風

　　22.1 瓦斯等級煤與瓦斯突

　　22.2 通風方式分區式

　　22.3 主要通風機台4

　　23排 水

　　23.1正常湧水量m3/d200

　　23.2 最大湧水量m3/d，400

　　23.3 排水設備台4

　　24壓風設置台2

　　25建設投資(靜態)萬元10820.8不含流動資金

　　其中：井巷工程萬元4065.6

　　土建工程萬元5660.9

　　設備購置萬元3953.88

　　安裝工程萬元587.76

　　其它費用萬元1350.05

　　26鋪底流動資金(企業自籌部分)萬元

　　27項目投入總資金萬元

　　28噸煤投資元240.46

　　29原煤成本元/t102.51

　　30投資利潤率%45.61

　　31投資利稅率%73.25

　　32投資回收期月48.3

　　33建井工期(不含施工準備期)月34