15萬噸煤礦開采方案設計（變更）安全專篇

作者：狗万manbet官网 2012-11-22 15:56 來源：狗万manbet官网

安全專篇編製委托書
　　　平壩縣三德煤礦委托貴州興源煤礦科技有限責任公司進行《平壩縣三德煤礦開采方案設計安全專篇（變更）》編製工作。
項目名稱平壩縣三德煤礦開采方案設計（變更）安全專篇
建設性質變更
工程規模 15萬噸/年
任務來源受平壩縣三德煤礦委托
投資
建設地點平壩縣
工程設計內容及要求　　　按照煤礦安全 01manbetx 、煤礦設計規範、AQ標準、安全專篇編製內容等相關要求編製，達到安全專篇編製要求。由設計單位提交4份正式報告，並負責審查後的修改工作。
委托單位平壩縣三德煤礦
聯係人聯係電話
承接單位貴州興源煤礦科技有限責任公司
聯係人聯係電話

目錄
§1 概況 1
§1.1 礦區開發情況 1
§1.2 項目設計依據 3
§1.3 建設單位基本情況 6
§1.4 設計概況 6
§2 礦井開拓與開采 28
§2.1 煤層埋藏及開采條件 28
§2.2 礦井主要災害因素及安全條件 34
§2.3 礦井開拓係統 36
§2.4 采煤方法及采區巷道布置 42
§2.5 頂板管理及衝擊地壓 46
§2.6 井下主要硐室 54
§2.7 井上、下爆炸材料庫 55
§2.8 安全出口 58
§2.9 礦山壓力及地質測量類儀表、設備配置 59
§3 瓦斯災害防治 60
§3.1 瓦斯災害因素03manbetx 60
§3.2 防爆措施71
§3.3 隔爆措施89
§3.4 瓦斯抽采 97
§3.5 防突措施131
§3.6 礦井瓦斯及其它氣體檢測儀器、設備配置 167
§4 礦井通風 169
§4.1 通風係統 169
§4.2 礦井風量、風壓及等積孔 172
§4.3 掘進通風 177
§4.4 硐室通風 179
§4.5 井下通風設施及構築物 179
§4.6 礦井主通風機及礦井反風 182
§4.7 井筒防凍 190
§4.8 降溫措施及設備選型 190
§4.9 礦井通風檢測類設備配置 190
§5 粉塵災害防治 192
§5.1 粉塵危害及防塵措施 192
§5.2 煤層注水 201
§5.3 井下消防、灑水（給水）係統 202
§5.4 粉塵監測及個體防護設備 211
§5.5 防爆措施 214
§5.6 隔爆措施 218
§5.7 礦井地麵生產係統防塵 219
§5.8 礦井總粉塵、呼吸性粉塵檢查、檢測類儀器儀表配置 221
§6 防滅火 226
§6.1 煤層自燃發火危險性及防滅火措施 226
§6.2 防滅火方法 226
§6.3 井下外因火災防治 226
§6.4 井下防火構築物 236
§6.5 火災檢測及防滅火裝備 236
§6.6 地麵消防材料庫 237
§6.7 防止地麵明火引發井下火災 238
§7 礦井防治水 240
§7.1 礦井水文地質 240
§7.2 礦井防治水措施 248
§8 電氣安全 282
§8.1 礦井電源及送電線路 282
§8.2 礦井主變電所 284
§8.3 地麵供電係統 297
§8.4 地麵建（構）築物防雷及防雷電波侵入井下 307
§8.5 應急照明設施的設置 310
§8.6 井下供電係統 311
§8.7 井下電氣設備保護接地 324
§8.8 井下照明、信號 325
§8.9 井下電氣02manbetx.com 原因03manbetx 及其防範技術措施327
§8.10 礦井通信 331
§9 提升、運輸、空氣壓縮設備 332
§9.1 提升設備 332
§9.2 膠帶運輸設備 371
§9.3 機車運輸 391
§9.4 井下其他輔助運輸設備 391
§9.5 壓縮空氣設備 394
§10 礦井監控係統 402
§10.1 礦井安全監控係統 402
§10.2 其他安全監控係統 445
§10.3 使用和維護 459
§11 礦井救護、應急救援與保健 468
§11.1 礦井安全標識設置 468
§11.2 避災路線 468
§11.3 礦山救護 470
§11.4 礦山保健 474
§11.5 個體勞動保護 478
§12安全管理機構與安全定員、培訓 481
§12.1安全管理機構的設置與人員配備 481
§12.2 安全培訓機構與場所 482
§12.3 安全定員 491
§13 礦井“六大係統”設計與安全質量標準化 494
§13.1 礦井“六大係統”設計 494
§13.2 礦井安全質量標準化 508
§14 待解決的主要問題及建議 519
§13.1 待解決的主要問題 519
§13.2 建議 519
附件目錄
　　　1、委托書和設計單位資質證書；
　　　2、采礦許可證（副本）、礦長資格證；
　　　3、礦山救援技術服務協議書；
　　　4、黔煤生產字[2007]488號《對安順市煤礦2007年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複》；
　　　5、貴州省國土資源廳文件（黔國土資儲備字［2008］627號）《關於<貴州省平壩縣三德煤礦資源儲量核實報告>礦產資源儲量評審備案證明》；
　　　6、黔煤生產字[2008]1078號關於《關於上報安順市平壩縣三德、貴安樂煤礦M8和M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定備案的報告》的批複；
　　　7、M8、M9煤層自燃傾向性及爆炸性鑒定報告；
　　　8、黔煤安監林字[2009]127號《關於對平壩縣三德煤礦（技改）安全設施設計的批複》；
　　　9、貴州省能源局《關於對平壩縣三德煤礦開采方案設計（變更）的批複》；
　　　10、供電合同；
附圖目錄
序號圖紙目錄比例備注
1 井上下對照圖 1:2000
2 開拓方式、采區巷道布置及機械配備圖平麵圖 1:2000
3 開拓方式、采區巷道布置及剖麵圖 1:2000
4 工業場地平麵布置圖 1:2000
5 瓦斯抽放係統圖示意
6 礦井避災線路圖 1:2000
7 通風係統及網絡圖(容易時期) 示意
8 通風係統及網絡圖(困難時期) 示意
9 礦井反風係統圖示意
10 井下消防灑水係統圖示意
11 井下隔爆水棚布置圖示意
12 井上供電係統圖示意
13 井下供電係統圖示意
14 井下運輸係統圖示意
15 壓風自救係統圖示意
16 井上下通訊係統圖示意
17 礦井安全監測監控係統傳感器布置圖示意
18 礦井安全檢測監控係統斷電控製圖示意
19 礦井安全檢測監控係統布置圖示意
20 井下人員定位係統圖示意
21 緊急避險係統圖示意
22 采掘工程平麵圖（引用） 1:2000

§1 概況
　　　本安全專篇隻針對一采區，其它采區開采時將另行設計。
§1.1 礦區開發情況
　　　1.1.1 礦區總體規劃
　　　平壩縣三德煤礦屬擴界擴能礦井，原生產能力6萬t/a。根據貴州省國土資源廳黔國土資礦管函[2008]269號《對關於急需調整部分煤礦礦區範圍和提高生產能力的請示的批複》和黔府函[2006]200號《省人民政府關於安順市西秀區等六縣（區）煤礦整合和調整布局方案的批複》文件，平壩縣三德煤礦屬於技改礦井，三德煤礦擴界擴能後生產規模15萬t/a。目前礦井有貴州省國土資源廳2009年2月頒發的采礦許可證（證號： 5200000920109），核準生產能力為15萬噸/年。企業性質為私營獨資企業。煤礦於2008年委托貴州省動能煤炭技術發展服務有限公司進行開采方案設計和安全專篇設計並先後通過評審（黔煤規字[2009]121號《關於平壩縣三德煤礦開采方案設計的批複》、黔煤安監林字[2008]127號《關於對平壩縣三德煤礦（技改）安全設施設計的批複》）。原設計生產能力為15萬噸/年，並於2009年取得采礦許可證(證號：5200000920109)。根據貴州省煤炭管理局等廳（局）的有關精神，三德煤礦於2011年9月委托貴州興源煤礦科技有限責任公司進行開采方案設計。
　　　根據煤層賦存特點，結合煤炭資源量、生產能力和開拓方式，將礦井劃分為一個水平。礦井可采煤層有4層煤，煤層傾角6°，采用分煤組布置，上煤組為M8、M9煤層，下煤組為M12、M14煤層，每組煤采用聯合布置開采，礦井劃分為三個采區開拓全井田，上煤組劃分為一個采區，下煤組劃分為2個采區。
　　　目前進入變更後的安全專篇編製階段。
　　　1.1.2 現有生產、在建礦井的分布和開采情況
　　　礦井一采區布置設計三個井筒，後期另行設計，礦井前期開拓係統已形成。主斜井、進風行人斜井及回風斜井已掘至井底，並通過井底聯絡巷形成聯係，井底排水係統已形成，11801采煤工作麵的運輸回風巷已經形掘進到位，11802運輸、回風巷掘進工作麵還未形成。
　　　1.1.3 小窯分布及開采情況
　　　礦區調查老窯7個，老窯開采曆史較長，以斜井為主，見煤後沿煤層掘進，開采斜長一般40-90m。由於井口垮塌、排水困難、通風困難等原因而停采。大部分老窯經天長日久內部積存著一定的礦坑水。
　　　由於老窯停采時間較長，已垮塌封閉，大部分無法調查，由於地質報告未能準確圈定小窯及老窯開采範圍，且未提供積水情況資料，礦井必須對礦區內的小窯及采空區以及積水情況等進行詳細調查，編製調查報告，並進行填圖。礦井必須切實掌握老窯開采範圍，弄清老窯積水情況，並標繪在礦井井上下對照圖和采掘工程平麵圖上，要注意探放水工作，特別是在采空區或老窯附近采煤時，要留足隔水煤柱，必須嚴格堅持“預測預報、有掘必探、先探後掘、先探後采”的探放水原則，同時堅持“有疑必停”的原則，防止采空區積水及老窯積水的突然湧出。
　　　1.1.4 設計變更情況
　　　1）變更理由
　　　本次設計根據三德煤礦提供的實測的井筒參數進行設計，井口位置、水平標高較原設計進行了適量調整。
　　　2）變更的主要內容
　　　方案變更的主要項目和內容詳見下表。

§1.2 項目設計依據
　　　1.2.1 建設單位提供的主要技術資料與審批文件
　　　1、委托書和設計單位資質證書；
　　　2、采礦許可證（副本）、礦長資格證；
　　　3、礦山救援技術服務協議書；
　　　4、黔煤生產字[2007]488號《對安順市煤礦2007年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複》；
　　　5、貴州省國土資源廳文件（黔國土資儲備字［2008］627號）《關於<貴州省平壩縣三德煤礦資源儲量核實報告>礦產資源儲量評審備案證明》；
　　　6、黔煤生產字[2008]1078號關於《關於上報安順市平壩縣三德、貴安樂煤礦M8和M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定備案的報告》的批複；
　　　7、M8、M9煤層自燃傾向性及爆炸性鑒定報告；
　　　8、黔煤安監林字[2009]127號《關於對平壩縣三德煤礦（技改）安全設施設計的批複》；
　　　9、貴州省能源局《關於對平壩縣三德煤礦開采方案設計（變更）的批複》；
　　　10、供電合同；
　　　11、設計人員現場收集的相關資料。
　　　1.2.2 建設單位提出的要求和目標
　　　按照煤礦安全 01manbetx 、煤礦設計規範、AQ標準、安全專篇編製內容等相關要求編製，達到安全專篇編製要求。由設計單位提交4份正式報告，並負責審查後的修改工作。
　　　1.2.3 國家有關安全法律法規、01manbetx 、規範和標準
　　　1、2007年10月17日貴州省安全生產監督管理局、貴州煤礦安全監察局、貴州省煤炭管理局文件（黔安監管辦字[2007]345號）《關於加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見》。
　　　2、《國務院關於預防煤礦生產安全02manbetx.com 的特別規定》。
　　　3、《井工煤礦初步設計安全專篇編製導則》（2009年新安全行業標準）。
　　　4、國務院辦公廳“關於進一步加強煤礦安全生產工作的通知”，國辦法［2003］58號。
　　　5、國務院辦公廳“關於深化安全生產專項整治工作的通知”，國辦法［2003］60號。
　　　6、國家安全生產監督局，國家煤礦安全監察局令第五號，2003.7.4。
　　　7、中華人民共和國國務院頒發的《煤礦安全監察條例》。
　　　8、原中國統配煤礦總公司頒發的《礦井通風安全監測裝置使用管理規定》。
　　　9、《煤礦01manbetx 01manbetx 》（2011版）。
　　　10、《煤礦安全生產條件基本規定》。
　　　11、《煤炭工業小型礦井設計規範》（GB50399—2006）。
　　　12、國務院[2005]446號令關於《國務院關於煤礦生產安全02manbetx.com 的特別規定（試行）》。
　　　13、國家煤礦安全監察局安監總煤礦字[2005]120號文《關於加強煤礦水患的緊急通知》。
　　　14、國家煤礦安全監察局安監總煤礦字[2005]133號文《煤礦重大安全隱患認定辦法（試行）》。
　　　15、國家煤礦安全監察局安監總煤礦字[2005]134號文《煤礦隱患排查和整頓關閉實施辦法（試行）》。
　　　16、國家煤礦安全監察局安監總煤礦字[2005]135號文《煤礦安全培訓監督檢查辦法（試行）》。
　　　17、《中華人民共和國煤炭法》（1996.8）。
　　　18、《中華人民共和國安全生產法》（2002.6.29）。
　　　19、《中華人民共和國礦山安全法》（1992.11.7）。
　　　20、《建築物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》。
　　　21、煤礦安全監控係統及檢測儀器使用管理規範AQ1029-2006。
　　　22、《礦山救護規程》AQ1008-2007。
　　　23、《防治煤與瓦斯突出規定》。
　　　24、《煤礦防治水規定》。
　　　25、礦井瓦斯湧出量預測方法AQ1018-2006。
　　　26、煤礦井下粉塵綜合防治技術規範AQ1020-2006。
　　　27、煤礦瓦斯抽采基本指標AQ1026-2006。
　　　28、煤礦瓦斯抽放規範AQ1027-2006。
　　　29、煤礦井工開采通風技術條件AQ1028-2006。
　　　30、煤礦安全監控係統通用技術要求AQ6201-2006。
　　　31、礦用產品安全標誌標識AQ1043-2006。
　　　32、國家安全監管總局、國家煤礦安監局關於印發《煤礦井下安全避險“六大係統”建設完善基本規範（試行）》的通知（安監總煤裝〔2011〕33號）要求。
　　　33、煤礦井下緊急避險係統建設管理暫行規定(安監總煤裝【2011】15號)。
　　　34、我國現行煤炭工業的其它有關規定、文件、規程、規範。
　　　1.2.4 設計編製的主要原則和指導思想
　　　本安全專篇是依據煤炭法安全生產法和煤礦安全監察條例以及國家有關安全生產法律法規設計規範 AQ標準安全裝備標準等進行編製，其目的是為了保障煤礦安全生產和職工人身安全，防止02manbetx.com 02manbetx.com 發生，使礦井的安全生產裝備符合國家有關法律法規設計規範安全裝備標準規定，使礦井在實施安全生產管理中有據可查，為礦井的安全生產管理營造良好的硬件軟件環境，使其具備良好的安全生產條件。嚴格按照該安全專篇實施後，在礦井的安全生產中，將有利於礦井盡早發現隱患並靠自身裝備和能力及時消除隱患，有利於礦井的安全生產。
§1.3 建設單位基本情況
　　　該礦企業性質屬私營，行業管理屬平壩縣工業經濟與能源局，主從事煤炭的開采與銷售，企業規模為15萬噸/年，財務狀況良好，能保障本項目的全部投資。礦井建設有三個井筒，主斜井、副斜井和回風斜井，目前主要開拓係統已經基本建設完成。據礦方提供的資料及設計單位調查了解情況，近些年礦山安全生產狀況良好，未發生過一起重傷及以上的事故。
§1.4 設計概況
　　　1.4.1 地理概況
　　　1.4.1.1 礦區礦井所在地理位置及交通情況
　　　1、礦區、礦井所在地理位置
　　　三德煤礦隸屬平壩縣，位於平壩縣340°方向，距平壩縣36km，距6km。
　　　2、交通情況
　　　三德煤礦隸屬平壩縣，位於平壩縣340°方向，距平壩縣36km，距6km。礦井距貴陽-黃果樹公路8.0km與S307省道相連，煤炭還可以通過貴昆鐵路天龍站裝車外運，交通較方便。
　　　1.4.1.2 地形地貌
　　　礦區地勢北高南低，海拔標高一般+1384～+1526.2m，最高點位於礦區中部一小山山頂，海拔+1526.2m，最低點位於南部溝底海拔+1384m，相對高差142.2m。礦區總體上屬低中山，為侵蝕溶蝕地貌，礦區峰叢、窪地為主，在逆向坡地帶易形成陡坎、陡坡，含煤地層經多次風化剝蝕形成低凹或緩坡地形。
　　　1.4.1.3 水係河流
　　　平壩縣三德煤礦地處長江流域烏江水係的麥翁河。地表水大多為雨季“V”型衝溝水，衝溝流程短，水量較小，旱季時幹涸。
　　　1.4.1.4 氣象
　　　礦區地處貴州高原中部，溫暖濕潤，冬無嚴寒，夏無酷暑，氣候宜人。相對濕度較大。冬季雪、凝凍天氣較短，區內氣候類型屬北亞熱帶季風濕潤氣候。但本區夏季時有冰雹、雷暴、山洪、暴雨等自然災害出現。
　　　1.4.1.5 環境狀況等情況
　　　（1）自然經濟
　　　區內居民主要從事農業，少數從事商業、運輸、采煤、采石等。糧食和經濟作物主要有水稻、玉米等。當地剩餘勞動力較富足。
　　　（2）地震
　　　未做過地震基本烈度鑒定，亦沒有地震資料記載。根據《中國地震動參數區劃（GB18306-2001）》，本區位於地震烈度6度區。
　　　（3）地質災害現狀
　　　礦區未發現滑坡、泥石流、地麵塌陷、地裂縫和崩塌等現狀地質災害，現狀地質災害不發育。但矸石堆下遊村莊居民和活動的人、畜可能遭受其形成的泥石流和滑塌地質災害危害。采煤對地質環境影響大，地下開采破壞地層岩石連續性和穩定性，易形成地裂縫、地表塌陷等地質災害，另外，可采煤層含硫較高，礦井水排放，汙染周邊生態環境。貫穿礦區的公路為交通運輸和礦區煤炭銷售運輸通道，過往車輛對地質環境有一定影響。因此，區內人類工程活動較強烈，對地質環境影響較大。
　　　在今後的煤炭開采過程中可能產生以下問題：大麵積回采可能會造成采空區上方地表塌陷及地裂，陡岩地形易發生崩塌等地質災害現象；礦坑排水對當地水源及土地造成汙染。
　　　（4）地表水汙染現狀
　　　煤礦開發可能對水環境造成汙染的因素主要有：礦井水和工業場地生產、生活廢水。這些廢水如不經處理直接排放，會對地下水體造成汙染。
　　　（5）大氣汙染現狀
　　　大氣汙染物，主要是工業場地內鍋爐排放煙氣中的煙塵和二氧化硫以及煤炭的卸、裝、運、篩分過程中的煙氣和粉塵。
　　　1.4.2 主要自然災害
　　　礦區主要自然災害有頂底板、瓦斯、粉塵、火災、水害、地表崩塌、滑坡、冰雹、凝凍等。
　　　1.4.3 工程建設性質
　　　平壩縣三德煤礦為技改礦井，現處於安全專篇編製階段。
　　　1.4.4 井田開拓與開采
　　　1.4.4.1 井田境界
根據黔國土資礦管函[2008]269號文件，礦區範圍由15個拐點圈定，礦區麵積積0.759平方公裏，拐點坐標(北京54坐標)見表1-4-1。
　　　　表1-4-1 礦區範圍拐點坐標表

　　　 1.4.4.2 儲量
　　　1、礦井資源儲量
　　　根據2008年2月貴州省有色地質勘查局物化探總隊提交了《貴州省平壩縣三德煤礦資源/儲量核實報告》及黔國土資儲備[2008]627號“關於《貴州省平壩縣三德煤礦資源儲量核實報告》礦產資源儲量評審備案證明。
　　　截至2008年3月底，平壩縣三德煤礦保有資源量542萬噸,其中：
　　　控製的內蘊經濟資源量(122b)63萬噸；
　　　推斷的內蘊經濟資源量（333）319萬噸；
　　　預測的資源量（334）？160萬噸；
　　　另有消耗資源儲量（即采空區的資源儲量122b空）73萬噸。礦井2008年3月至今未進行過開采。
　　　2、工業資源/儲量=122b+（333）×K=63+319×0.8=318.2(萬t)。
　　　其中：Ｋ—可信度係數，取0.8。
　　　3、礦井設計利用資源/儲量
　　　礦井設計資源/儲量=礦井工業資源/儲量－井田境界煤柱－斷層煤柱-村寨及公路煤柱—防水煤柱＝318.2-23.63-0-34.23-4.64＝255.7噸。
　　　煤柱的留設原則：保護範圍維護帶加上礦體開采崩塌影響範圍為煤柱的留設寬度。煤柱損失量Q=S×N×d÷cosα。
　　　（1）井田邊界煤柱：根據《煤礦防治水規定》，設計在本井田邊界留設20m邊界煤柱，邊界煤柱為23.63萬噸。
　　　（2）村寨及公路煤柱：礦以所需保護邊界外推20m為圍護帶，並以60°走向和上山岩移角，以50°下山岩移角，為目標保護煤柱。村寨煤柱留設資源量為34.23萬噸。
　　　（3）防水煤柱：根據《礦井水文地質規程》規定，設計防水煤柱留設20m，考慮安全，防水煤柱留設25m，采空區防水煤柱為4.64萬ｔ。
　　　4、礦井設計可采儲量
　　　礦井可采儲量＝（設計資源/儲量－工業場地及井筒保護煤柱－大巷煤柱－開采損失）×采區回采率=187.6萬t
　　　（1）根據《建築物、水體、鐵路及主要井巷留設與壓煤開采規程》中關於井筒保護煤柱的規定，按照公式S=2S1+2a的計算結果，井筒保護煤柱的寬度為25m，從安全及保護主井筒的角度出發，保護煤柱在主要井巷一邊推20m，保護範圍維護帶加上礦體開采崩塌影響範圍為煤柱的留設寬度。
　　　工業場地、及井筒保護煤柱：煤柱損失量為29.67萬t；
　　　（2）大巷煤柱：沿大巷兩邊各取20m作為保護煤柱，為8.79萬t。
　　　（3）采區回采率：M8和M9為中厚煤層，采區回采取80%，M12和 M14為薄煤層，采區回采率取85%。
　　　　5、各煤層煤柱損失統計見表1—4—2：

　　　1.4.4.3 設計能力及服務年限
　　　1、礦井工作製度
　　　礦井設計按年工作日330天計算，井下“四、六”工作製，每天四班作業，每班6小時；地麵“三、八”作業製，每天三班作業，每班8小時。每天淨提升時間為16小時。
　　　2、礦井生產能力
　　　⑴資源條件
　　　井田儲量相對豐富、礦區地質構造簡單、煤層賦存穩定，礦井水文地質條件中等等是礦井建設的有利條件。
　　　礦井按突出礦井設計，存在一些區域的不突出煤層，因此，礦井設計生產能力存在一定的限製。
　　　（2）采區同時生產的工作麵個數確定
　　　根據以上03manbetx ，礦井隻需布置一個采區，投產時布置一個炮采工作麵，兩個掘進工作麵，後期為提高礦井機械化水平，采煤工作麵采用機采，即可達到全礦井15萬噸/年的生產能力。
　　　綜上所述，礦井煤炭資源條件、煤層賦存、開采技術條件及工程地質條件條件較好，市場前景廣闊。故該礦設計能力為15萬/年是切實可行的。
　　　3、礦井設計服務年限
　　　三德煤礦服務年限按下式計算
　　　T=Z可/1.4×A
　　　=187.6/（15×1.5）
　　　=8.3(年)
　　　式中：
　　　T——服務年限，年；
　　　Z可——可采儲量，187.6萬t；
　　　A ——設計年生產能力，15萬噸/年；
　　　1.5——儲量備用係數。
　　　1.4.4.4 井田開拓方式
　　　1、主要巷道開拓
　　　本次變更設計仍采用斜井開拓方式，利用已施工的三條井筒作為本次設計的主要井筒；主斜井井口坐標為：X=2925852.350；Y=35612758.826；Z=+1361.03（+1361.03）；α=107°β=9°。副斜井井口坐標為：X=2926009.532；Y=35612496.977；Z=+1382.22；α=131°；β=27°。回風斜井井口坐標為：X=2926042.128；Y=35612478.936；Z=+1387.26；α=51°；β=27°。主斜井落底標高為+1307m，副斜井與回風斜井落底標高為+1314m，三條井筒通過+1332m聯絡巷、+1307m聯絡斜巷、M9煤輔助運輸巷、沿M9煤運輸斜巷、+1314m聯絡巷聯通開成全礦井主要開拓係統。
　　　從+1332 m聯絡巷進入8號煤層後，沿煤層傾向布置一采區三條下山至保護煤柱後聯通，在運輸上山內布置1181采麵運輸巷，在回風下山與材料下山聯絡巷沿煤層傾斜方向布置1181回風巷，二巷通過1181切眼貫通後構成1181首采工作麵。為了保證礦井的生產接替，布置1182采麵作為1181的接替麵。在副斜井井底布置井底水倉，形成排水係統。
　　　後期開采
　　　在井+1314m標高，作下煤組石門距離14號煤層底板15m岩層中後，布置三條上山至+1376m標高，三條上山之間采用聯絡巷貫通，形成開采12號和14號煤層上山部分的通風、運輸係統。
　　　通風方式：並列式通風，通風方法抽出式。
　　　井筒特征及服務範圍見表1-4-3。

　　　2、采區布置
　　　（1）水平與采區劃分
　　　水平劃分
　　　劃分原則
　　　①有足夠的可采儲量以滿足水平服務年限；
　　　②結合煤層賦存條件和構造條件，有利於井田開拓布置和適應炮采工作麵的布置；
　　　③有利於減少井巷總工程量和簡化生產環節。
　　　④充分利用現有工程巷道。
　　　根據水平劃分原則和礦井開拓布置，礦井劃分為一個水平（+1314m）。
　　　3.采區劃分
　　　礦井可采煤層有4層煤，煤層傾角6°，采用分煤組布置，上煤組為M8、M9煤層，下煤組為M12、M14煤層，每組煤采用聯合布置開采，礦井劃分為三個采區開拓全井田，上煤組劃分為一個采區，下煤組劃分為2個采區。
　　　詳見開拓係統平、剖麵圖。
　　　（2）采區布置
　　　投產采區為一采區，采用雙翼布置，分層開采，先開采上煤層M8煤層，後開采煤層M9煤層。
　　　（3）開采順序
　　　采區間的開采順序：一采區→二采區→三采區。
　　　煤層間開采順序為：M8煤層→M9煤層→M12煤層→M14煤層。
　　　4、采煤工藝及主要設備
　　（1）采煤工藝
　　　礦井生產能力15萬t/a，開采煤層為薄-中厚煤層，煤層平均傾角為6°，可采煤層均為穩定-較穩定煤層，煤層平均厚度1.3m、1.5m、1.1m、1.2m。由於首采麵的1181回風巷和1181運輸巷已按炮采布置，首采工作麵采用炮采，以後回采工作麵采用機采。
　　　首采工作麵為炮采，運輸巷、回風巷淨斷麵積為5.28m2。以後工作麵采用機采，運輸巷淨斷麵積為8.1m2，回風巷淨斷麵積為8.1m2，在井底車場附近設計配電點。建議礦井補做采掘機械化項目建設方案的專項設計。
　　　設計首采煤層為M8號煤層，煤厚1.3m，設計采高1.3m,采用全部垮落法管理頂板。設計工作麵配備DZ16-30/100單體液壓支柱，支撐高度為1600～1005mm，工作阻力為30t/根，選用HDJA—1000型金屬鉸接頂梁。設計“三、四”排控頂，齊梁齊柱布置。排距1.0m，柱距0.8m，最大控頂距4.2m，最小控頂距3.2m。放頂步距1.0m。
　　　機采工作麵（M8煤層）采高1.3m，采用MG80-200-WD型采煤機割煤，截深0.6m。工作麵選用DW14－30/100型單體液壓支柱，配套選用HDJA—1200型金屬鉸接頂梁支柱排距1.2m、柱距1.0m，“四、五”排支護，最大控頂距6.2m，最小控頂距5.0m。采用JH-8回柱絞車回柱，全部垮落法管理頂板。全部垮落法管理頂板。
　　　（2）炮采工作麵主要設備配備
　　　回采工作麵配GMZ—1.2型煤電鑽2台，采用放炮落煤，工作麵采用SGB-620/30型刮板輸送機運輸，1181運輸巷DTL65/15/30皮帶運輸，采用JH2回柱絞車回柱。首采工作麵主要設備配備見表1-4-6。

　　　（3）機采工作麵主要設備配備
　　　采用一台MG80-200-BW型雙滾筒采煤機，電機功率200kW，工作麵采用一台SGB150刮板運輸機，運輸巷選用DSP-1010/650型膠帶運輸機一台，工作麵下部運輸選用一台SZQ30轉載機，采用JH2-8回柱絞車回柱，運輸巷采用型號為RBN80/31.5乳化泵。采用機采，因為巷道斷麵異常，超前支護選用HSJD600-2和DW-22-300/100支柱。機采工作麵主要設備配備見表1-4-7。

　　1.4.4.5 建設工期

　　根據礦井開拓布置及移交時井巷工程量為3003m，剩餘工程量為0m。故無剩餘井巷建設工期，考慮設備安裝期1個月，聯合試轉期2個月，剩餘工期為3個月。

　　1.4.5 提升、排水、壓縮空氣、通風、瓦斯抽放係統

　　1.4.5.1 提升運輸設備

　　主斜井選用DTL80/15/2×40固定式膠帶輸送機，其技術參數：B=800mm，Q=150t/h，α=9°，L=400m，V=1.6m/s，N=2*40kw，電壓380V;上煤組運輸上山選用DTL80/15/2×40固定式膠帶輸送機，其技術參數：B=650mm，Q=150t/h，α=4°，L=400m，V=1.6m/s，N=22kw，電壓380V;運輸平巷選用DSJ65/15/30型皮帶輸送機，其技術參數：B=650mm，Q=150t/h，α=0°，L=310m，V=1.6m/s，N=30kw，電壓380V。

　　副斜井選用JTP-1.2×1.0-24型提升絞車;上煤組材料上山選用JTB1.0-0.8型礦用絞車;礦井選用MG1.0-6型1t固定式礦車運輸矸石，選用MC1-6A材料車和MP3-6A型平板車運輸材料和設備。

　　1.4.5.2 排水設備

　　該礦為斜井開拓，選用3台100DF-45×3型水泵，流量85m3/h，揚程135m，配套防爆電動機功率55kw，電壓660V;正常湧水時1台工作，1台備用，1台檢修。最大湧水時2台工作。。敷設排水管路為兩趟，工作排水管選用內徑125mm，壁厚10mm的PF管，備用排水管選用內徑150mm，壁厚10mm;的PE管。排水管從水泵房經管子道沿副斜井鋪設至地麵。

　　1.4.5.3 壓縮空氣設備

　　選用空壓機型號為BLJ100AG/8型螺杆式空壓機3台，保證2台工作,1台備用，空壓機技術參數：額定排氣量13.1m3/min，額定排氣壓力0.8Mpa，電機功率75kW。

　　壓風主管路選用無縫鋼管Φ108×4，長1500m。沿副斜井鋪設至井下，再放射式鋪設至各采區、各工作麵及作業點。每100米設置一組出口閘閥及減壓閥，出風口及減壓閥與防塵管路出水口錯開，形成每50米有一個出水或出風口。

　　1.4.5.4 通風設備

　　礦井選用FBCDZ-6-№15B型防爆對旋式軸流通風機二台，一台工作，一台備用。主要通風機性能參數：風量23.3-51.7m3/s，風壓617-2340Pa，葉片安裝角度40/32°~55/47°，功率2×55kW。

　　1.4.5.5 瓦斯抽放設備

　　開采投產時期的高、低負壓均選用2BEC40抽放泵各2台，轉速340 r/min，最大抽氣速率80.8 m3/min，均選擇配套電機，電機功率為110Kw。由於采用的瓦斯參數不能代表礦井實際參數，因此經綜合抽放後可采煤層仍具有突出危險性以及瓦斯湧出大，威脅礦井安全生產，礦井必須更換大的抽放泵，確保礦井安全生產。在開采投產時期外的其它區域時，礦井必須更換為2BEC40抽放泵，以滿足礦井安全要求。

　　高負壓係統：投產時期抽放管主管DN=0.161m，選擇主管型號為DN200;采麵支管DN=0.131m，選擇支管型號為DN150;掘進支管DN=0.072m，選擇主管型號為DN100;管材選用專用PVC阻燃抗靜電瓦斯抽放管。

　　高負壓係統：除投產時期之外的區域抽放管主管DN=0.260m，選擇主管型號為DN300;采麵支管DN=0.116m，選擇支管型號為DN150;掘進支管DN=0.164m，選擇主管型號為DN200;管材選用專用PVC阻燃抗靜電瓦斯抽放管。

　　低負壓係統：投產時期抽放管主管DN=0.141m，選擇主管型號為DN200，采麵支管DN=0.141m，選擇支管型號為DN150;管材選用專用PVC阻燃抗靜電瓦斯抽放管。

　　低負壓係統：除投產時期之外的抽放管主管DN=0.268m，選擇主管型號為DN300，采麵支管DN=0.268m，選擇支管型號為DN300;管材選用專用PVC阻燃抗靜電瓦斯抽放管。

　　1.4.5.6 礦山救護

　　根據《煤礦01manbetx 》第493條規定，礦山救護隊至服務礦井的距離以行車時間不超過30min為限。三德煤礦與安順市礦山救護隊簽定救護協議。

　　三德煤礦設計生產能力為15萬噸/年，應組建編製為10人的專職礦山救護隊，其中隊長1人、副隊長1人、隊員7人、保管員1人。

　　1.4.6 井上下主要運輸設備

　　1.4.6.1 地麵運輸方式

　　該礦井所需的各種原材料、設備等均由公路運進。由於社會汽車運輸力量富裕，礦井生產煤炭主要運用社會汽車運輸。

　　1.4.6.2 井下主要、輔助運輸方式及設備

　　該礦井采用斜井開拓方式，主斜井選用DTL80/15/2×40固定式膠帶輸送機承擔煤炭從井下至地麵的運輸任務，副斜井選用JTP-1.2×1.0-24型提升絞車承擔矸石、人員、材料、設備等運輸。

　　材料流向：

　　A: 地麵材料場(礦車)→副斜井(絞車)→1332聯絡巷(礦車) →上煤組材料上山(絞車)→1182運輸巷掘進工作麵(調度絞車)。

　　B: 地麵材料場(礦車)→副斜井(絞車)→1332聯絡巷(礦車) →上煤組材料上山(絞車)→1182回風巷掘進工作麵(調度絞車)。

　　C: 地麵材料場(礦車)→副斜井(絞車)→1332聯絡巷(礦車) →上煤組材料上山(絞車)→ 1181回風巷(調度絞車)。

　　掘進矸石流向：

　　A：1182運輸巷掘進工作麵(調度絞車)→上煤組材料上山(絞車)→1332聯絡巷(礦車)→副斜井(絞車)→矸石場(礦車)。

　　B：1182回風巷掘進工作麵(調度絞車)→上煤組材料上山(絞車)→1332聯絡巷(礦車)→副斜井(絞車)→矸石場(礦車)。

　　煤炭運輸路線：

　　采煤工作麵(刮板輸送機)→1181運輸巷(轉載機)→1181運輸巷(皮帶)→上煤組運輸上山(皮帶)→主斜井(皮帶)→地麵煤倉。

　　1.4.7 供電及通訊

　　1.4.7.1 供電電源

　　礦井建設規模為15萬噸/年，根據《煤礦01manbetx 》規定，礦井應采用雙回路供電。該礦井設計采用雙回路供電，兩回路引至10KV變電所的不同的母線段，至礦區工業場地長度約4km，導線截麵采用LGJ-95型鋼芯鋁絞線。礦井形成雙回路供電，電源穩定、可靠。

　　1.4.7.2 電壓電力負荷送變電方式

　　(1)供電電壓

　　地麵變電所內安裝4台變壓器作井下負荷供電電源，其中2台(1用1備)KS11-100/10/0.69型變壓器專向局部通風機供電，另2台(1用1備)KS11-500/10/0.69型變壓器向井下除局部通風機以外負荷供電。

　　地麵低壓為380V、220V等，井下低壓等級660V、127V等。

　　(2)電力負荷

　　礦井設備總台數68台，工作台數51台，設備總容量1610.3kw，設備工作容量1194.5kw，有功功率875.34kw，無功功率766.22kVar，視在功率1163.32kVA，噸煤電耗29.18kwh/t，年總電耗4869700kwh。

　　1.4.7.3 地麵供配電

　　地麵變電所，包括低壓配電室、高壓配電室、檢修工具間及器材存放間等，地麵變壓器為露天布置，變電所設圍牆。

　　設計地麵變電所安裝兩台S11-400/10/0.4kV變壓器供地麵設備和照明用電，兩台變壓器同時使用。當一台變壓器故障停止運行時，另一台變壓器的總負荷保證係數為59%，安全負荷保證係數為190%。地麵供電變壓器中性點接地。

　　地麵低壓動力供電電壓為380V，照明電壓220V。低壓母線采用單母線分段，選用低壓開關櫃。通風機、瓦斯泵一類負荷及主井皮帶機、副井提升機、空壓機、監測監控等采用雙回路(一用一備)電源供電，其餘負荷為單回路供電，礦井生產和生活用電分開，主要通風機、瓦斯泵房、地麵變電所、空壓機房、調度室設應急照明。地麵變電所設接地網。所有配電線路采用電纜出線方式。

　　1.4.7.4 井下供配電

　　地麵變電所內安裝4台變壓器作井下負荷供電電源，其中2台(1用1備)KS11-100/10/0.69型變壓器專向局部通風機供電，另2台(1用1備)KS11-500/10/0.69型變壓器向井下除局部通風機以外負荷供電

　　井下采用5回(2回局扇、1回采麵負荷、2回其他負荷)低壓下井，其中從KS11-100/10/0.69型變壓器低壓回路各引1回鍛壓電纜專供局部通風機，形成雙電源。從KS11-500/10/0.69型變壓器低壓母線段上各引1回鍛壓電纜向井下除局部通風機及采麵負荷供電。從KS11-500/10/0.69型變壓器低壓母線段上引1回低壓電纜直接向井下采麵負荷供電。低壓母線接線方式采用單母線分段，兩段母線分列運行。井下配電點內設有KBZ型饋電開關、ZBZ-2.5M型照明綜合保護器、4台井下電源總開關自帶漏電繼電器作絕緣監測及漏電保護。井下低壓電壓為660V、127V，各設備用電由各配電點采用放射式供電，工作局部通風機實行三專供電並采用雙風機雙電源運行方式，配置風電閉鎖、瓦斯電閉鎖。井下固定照明電壓為127V。照明燈選用KBY-20/127型防爆熒光燈。

　　電壓在36V以上和由於絕緣損壞可能帶有危險電壓的電氣設備的外殼、構架(包括電纜的鎧裝、鉛皮、接地芯線)等必須有保護接地，在井底車場主、副水倉中各設1塊主接地極(主接地極為麵積不小於0.75m2，厚度不小於5mm的鍍鋅鋼板);各配電點均在巷道水溝內或其它就近潮濕處設置局部接地極(設置在水溝中的局部接地極為麵積不小於0.6m2，厚度不小於3mm的鍍鋅鋼板或等效麵積的鍍鋅鋼管，其它地點的局部接地極為直徑不小於35mm，長度不小於1.5m且外有20個φ5以上孔的鋼管)。所有電氣設備的保護接地點的接地電阻不得超過2Ω，每個移動式和手持式電氣設備至局部接地極之間的保護接地用的電纜芯線和接地連接導線的電阻值，不得超過1Ω。(詳見供電係統圖)。

　　1.4.7.5 安全監控與計算機管理

　　(1)安全監控

　　為確保安全生產、提高礦井治理瓦斯災害的裝備水平，礦井安全監測裝置選用KJ101N型一套(主機兩套)。地麵中心站配有監測主機、傳輸接口、打印機、等設備。該係統能實時連續地監測井下環境安全參數，監測參數可長期連續存儲並自動進行統計03manbetx 。係統監測的有害參數超限時，能自動報警，井下分站能可靠地實現瓦斯閉鎖功能。

　　(2)計算機管理

　　該礦井為小型礦井，計算機管理係統設計選用2台微型計算機，一台設置在調度室，作為生產管理用，另一台設置在財務，作為財務管理用。

　　(3)人員定位係統

　　設計安裝一套KJ128A型煤礦人員管理係統，可對井下人員情況進行全麵監測。該係統采用先進的短距離無線傳輸技術，能夠有效地實現對井下人員和移動目標的跟蹤和監測。通過人員當前位置的跟蹤記錄，便於在緊急情況下就近搜索被困人員，實施及時的救護，有利於礦山企業加強井下人員管理和安全管理。跟蹤數據還可以通過WEB發布，遠程計算機通過瀏覽器即可查詢和瀏覽相關信息。

　　1.4.7.6 通訊及鐵路信號等

　　設生產調度交換機1台，其型號為KJT3-60 型，調度交換機設在地麵調度室內。

　　井下配電所、絞車室、上下車場、區段甩車場、采煤工作麵上下口、調車場、錯車場、各掘進工作麵、、石門均安裝電話機，其型號為HAK-I型防爆礦用電子電話機。下井的通訊幹線選用兩根MHYBV-20×2/0.8型通訊電纜，接至電話機的支線，選用HUJYV-1×2×7/0.28型通訊電纜。

　　礦長室、生產管理部門、礦井變電所、主通風機房、安全監察部門等設生產調度電話機，與調度交換機相連。

　　中國聯通，移動通訊信號已覆蓋礦區，可利用無線電話對外通訊。

　　1.4.8 地麵輔助生產係統

　　1.4.8.1 原煤進倉裝車係統

　　來自主斜井井口帶式輸送機的原煤直接進入篩分選矸車間。篩分選矸車間布置一台YAH1536型圓振動篩對原煤進行±50mm分級，塊煤經鏟車送到塊煤儲煤場露天堆放等待裝車外運，-50mm煤由鏟車送到儲煤場露天堆放等待裝車外運。

　　1.4.8.2 洗選加工係統

　　根據各煤層的化學性質和工藝性能，其具有廣泛用途，可用於動力用煤，化工用煤及民用煤，煤矸石可考慮作水泥、低溫燒製地板磚，生產有機複合肥料和微生物肥料等。

　　由於該礦井型小，矸石一般處理在井下，設計在地麵貯煤場進行人工選矸。設計在地麵建立粒度篩分裝置，對塊煤進行篩選，增加銷售收入。

　　1.4.8.3 矸石排放係統

　　礦井年排矸率按10%，設臨時排矸場，距井口約110m，手選矸石及掘進矸石經窄軌由電機車牽引礦車運至臨時排矸場院附近，再經鏟車二次堆棄。矸石主要用於當地矸磚廠生產矸磚用。

　　1.4.8.4 供排水係統

　　1、供水係統

　　1)供水水源

　　(1)生活用水水源

　　礦井工業場地內生產、生活消防為同一管道供水係統。在礦井西側溪溝水處設置一個蓄水池(池底標高1460m)，礦井取水點距離礦井工業廣場約0.19km，旱季時水量40-60m3/h，經處理後達到《生活飲用水衛生標準》(GB5749—85)，作生活飲用水，經計算地麵生產生活消防用水量為718.89 m3/d，(其中生產81 m3/d，生活上204.89m3/d，消防432m3/d)，30 m3/h，滿足用水要求。

　　(2)井下消防灑水用水水源

　　礦井水經過處理後作地麵、井下生產消防用水。礦井水正常湧水量30m3/h，礦井井下生產消防用水量為432 m3/d(18m3/h)，水量能滿足供水要求。

　　2)給水工程

　　(1)礦井用水量計算

　　礦井用水標準及用水量按《煤炭工業小型礦井設計規範》、《建築設計防火規範》的有關要求執行並計算。經計算，礦井達產後總用水量1149.89m3/d，其中生活204.89m3/d;地麵生產、井下防塵灑水等用水量297m3/d;消防用水量576m3/d，詳見表1-4-9。

　　(2)供水方式與水源地工程

　　根據該礦井範圍內水資源條件及礦井用水量估算和前述水源情況，結合現場調查了解，為確保該礦井安全供水，設計采用溪溝水作該礦井生活、生產、消防用水永久水源。能滿足礦井用水。

　　(3)地麵生活、生產消防用水

　　礦井水經過處理後作地麵、井下生產消防用水。礦井水正常湧水量30m3/h，礦井井下生產消防用水量為432 m3/d(18m3/h)，水量能滿足供水要求。

　　(4)井下生產用水係統

　　設計在工業場地附近設一座500m3地麵、井下灑水消防水池，其池底標高+1415m，井下最高用水標高為1358m，高差為57m，水壓滿足使用要求。井下管路由地麵從副斜井進入，主供水管道選用Φ108×4mm熱軋無縫鋼管，支管選用Φ57×3.5mm熱軋無縫鋼管;主供水管道和支管采用快速接頭連接，管道均沿巷側地麵敷設。

　　井、上下消防用水不足部分由自來水補給。

　　2、排水係統

　　1)生產、生活汙廢水來源

　　該礦井生產、生活汙廢水主要來自礦井生產、生活及井下排水。

　　2)生產、生活汙廢水及井下水處理

　　(1)生活汙水處理

　　主要包括職工生活汙水、食堂汙水和浴室汙水，采用沼氣化糞池做初級生化處理後排入地埋式生活汙水處理裝置進行二級生化處理達標後，通過排水暗溝排放。

　　(2)井下水處理

　　根據礦井井下排水量，設井下水處理站，規模為50m3/h，采用混凝沉澱處理工藝，經井下水處理站處理達標後的井下水主要用於礦井下消防灑水，多餘部分排放。其工藝流程如下：、

　　　1.4.8.5 井口降溫采暖係統
　　　1、井口降溫係統
　　　本設計暫不考慮井口降溫係統。
　　　2、井口采暖係統
　　　本設計暫不考慮井口采暖係統。
　　　1.4.9 地麵設施
　　　1.4.9.1 工業建築物與構築物
　　　1、工業建築物與構築物
　　　①坑木加工場、地麵變電所等建築物層數均為一層，且跨度小、荷載小。根據經濟合理、安全適用的原則，故采用磚混結構。
　　　②各種水池、煤倉等。采用鋼筋砼結構。
　　　③壓風機房、機修車間、瓦斯抽放泵房層數均為一層，但跨度大、荷載大，故采用框架結構。
　　　2、行政與公共建築
　　　（①行政、公共建築設置
　　　礦井設有綜合辦公樓、調度樓、單身宿舍、救護隊、食堂、浴室等。
　　　②行政、公共建築結構型式
　　　辦公綜合樓、調度樓、單身宿舍采用框架結構，救護隊、食堂、浴室等采用磚混結構。
　　　3、生活區
　　　礦井的主要文教、衛生設施、居住區和其它公共實施可依托社會，不再新建。建議地方政府對包括該礦井在內的新建工業企業的居住區和相應公共設施結合地方政府城鎮發展規劃組織統一規劃、統一建設。礦井內僅設置單身公寓、招待所，用於解決單身職工的食宿問題。
　　　詳見：工業場地總平麵布置圖
　　　1.4.9.2 建築材料
　　　井下供水水池及地麵供水水池、井下水自然沉澱池為鋼筋混泥土結構，其它建築均采用磚混結構，基礎為條形毛石基礎。
　　　1.4.10瓦斯利用
　　　根據貴州省政府辦公廳黔府辦發[2008]85號文的規定。“凡批準設計生產能力在15萬噸/年及以上的高瓦斯、突出礦井，其瓦斯綜合利用應與安全設施同時設計、同時施工、同時驗收及使用，峻工驗收時，必須實現瓦斯利用”。根據該礦的實際情況，抽放的高負壓瓦斯可用為供給該礦燃氣鍋爐，抽放的低負壓瓦斯可用為瓦斯發電。
　　　瓦斯是一種能源，若將其排空不僅是一種浪費，而且嚴重汙染大氣質量，造成溫室氣體。預測礦井瓦斯湧出量較小，目前礦井暫時不考慮瓦斯利用，今後瓦斯湧出量大，湧出穩定時可考慮利用，需另行設計。
　　　1.4.11 技術經濟
　　　1.4.11.1 勞動定員彙總表
　　　礦井設計生產能力15萬t /a，日產原煤455t，年工作日330d，井下四班作業，地麵三班作業，全礦勞動定員在籍人數284人，其中原煤生產人員在籍人數262人。礦井勞動定員詳見表1-4-11。

§2 礦井開拓與開采
　　　本安全專篇隻針對一采區，其它采區開采時將另行設計。
§2.1 煤層埋藏及開采條件
　　　2.1.1 地質構造及特征
　　　2.1.1.1 地層
　　　礦區及周邊出露地層由老到新有：二疊係中統茅口組（P2m）、龍潭組（P3l）、長興組（P3c），三疊係下統夜郎組（T1 y）和第四係（Q）。《注：利用鄰區資料》見表2—2。礦區出露地層由老到新有二疊係上統龍潭組（P3l）和第四係（Q）。現分述如下：
　　　1）茅口組（P2m）
　　　主要岩性為深灰色～淺灰色灰岩，隱晶～顯晶結構，薄～中厚層狀，水平層理，具縫合線構造，產腕足類、蜓等動物化石，含少量燧石團塊。區內無出露，鑽孔隻揭露十餘米，地層厚度不詳，與上覆龍潭組地層呈假整合接觸。礦區內無出露。
　　　2）龍潭組（P3 l）
　　　主要由淺灰色、灰色及深灰色，薄至中厚層狀細砂岩、粉砂岩、泥質粉砂岩、粉砂質泥岩、泥岩、石灰岩、泥質灰岩組成，夾炭質泥岩、煤層。含腕足類及瓣鰓類動物化石，產櫛羊齒Pecopteris Brongninart SP.及蕉羊齒Compsopteris Zalessky SP.等大量植物化石。礦區內出露不全，隻在北西邊界出露龍潭組中上部分，一般厚度約363m左右。
　　　3）長興組（P3 c）
　　　深灰色，燧石灰岩、泥質灰岩及石灰岩，隱晶—顯晶結構，中厚層狀，上部含燧石團塊，產中華準全形貝Enteletina Sinensis(Huong)等動物化石，頂部含2～4層黃綠色蒙脫石泥岩。一般厚度約12—16m，礦區內無出露。
　　　4）夜郎組（T1 y）
　　　礦區內無出露。根據岩性組合自下而上共分為三段：
　　　①沙堡灣段（T1y1）
　　　深灰色、灰綠色，粉砂質泥岩、泥質粉砂岩、粉砂岩。薄層狀～中厚層狀，水平層理、小型交錯層理，上部夾泥質灰岩薄層，含克氏克氏蛤Claraia Clarai等動物化石，一般厚度10m左右。
　　　②玉龍山段（T1y2）
　　　以石灰岩、泥質灰岩為主，夾粉砂質泥岩、泥質粉砂岩、鈣質泥岩，區內出露較多，厚度一般324m，根據岩性分為上、下兩個亞段：
　　　下亞段以薄～中厚層狀泥質灰岩為主，夾泥質粉砂岩、粉砂質泥岩及鈣質泥岩薄層，厚度28.67～48.5m，一般厚38m左右。
　　　上亞段以中厚層狀石灰岩為主，廣泛出露於本勘查區內，多形成孤山，厚度246.51～305.35m，一般286m左右。
　　　③九級灘段（T1y3）
　　　灰紫色、紫紅色泥岩、粉砂質泥岩及灰色石灰岩組成，薄至中厚層狀，水平層理及交錯層理，石灰岩一般位於中部，含王氏克氏蛤（Claraia wangi）等動物化石，勘查區內有出露，厚度一般19m。
　　　2.1.1.2 煤係地層及含煤性
　　　礦區內龍潭組（P3l）地層含煤層一般11～16層，含大部可采煤層4層，編號為8、9、12、14煤層，可采總厚度3.80～7.50m，平均4.60m，含煤係數約3.77%。根據鄰區資料其它煤層為零星可采煤層,且煤層不穩定。
　　　2.1.1.3 煤係地層走向、傾向、傾角及其變化規律
　　　礦區位於大威林嶺背斜南東翼，地層具波狀褶曲，地層走向為北東—南西，傾向150～160°，傾角為4～7°，一般6°。
　　　礦井區內，在橫向上煤層層數及煤層全層總厚度均無明顯變化。
　　　在垂向上煤層變化較大，龍潭組上部和下部石灰岩、泥質灰岩較多，中部石灰岩較少，以砂泥岩居多，礦區內可采煤層分布於龍潭組地層的中下部。
　　　2.1.1.4 斷層、褶曲、陷落柱、剝蝕帶發育情況及其分布規律
　　　1、褶曲及斷裂構造
　　　煤層產狀與地層產狀一致，為一緩傾斜單斜構造。礦區內地表未發現大的褶曲和斷層。僅在回風大巷接近風井井口100m處見1條小斷層，呈N—S走向，傾向近W向，傾角約80°，斷距0～3m，為一正小斷層。
　　　2、陷落柱
　　　目前區內未發現陷落柱。
　　　3、剝蝕帶
　　　目前區內未發現剝蝕帶。
　　　2.1.1.5 火成岩侵入情況及對煤層和煤層頂底板的影響
　　　礦方未提供相關資料。
　　　2.1.1.6 構造類型
　　　三德煤礦礦區煤層產狀與地層產狀一致，為一緩傾斜單斜構造。礦區內地表未發現大的褶曲和斷層。僅在回風大巷接近風井井口100m處見1條小斷層，呈N—S走向，傾向近W向，傾角約80°，斷距0～3m，為一正小斷層。
　　　總的來說，礦區地質構造屬簡單類型。
　　　2.1.1.7 礦井水文條件
1、含水層及隔水層
　　　（1）二疊係中統茅口組灰岩（P2m）～強含水層
　　　岩性以中厚層狀石灰岩為主，厚度不詳。礦井區內未見該地層出露於地表。與煤係地層間有峨嵋山玄武岩組（P3β）相隔，為相對隔水層，具體厚度不詳。建議業主加大勘探力度，查明該層情況，指導安全生產。
（2）二疊係上統龍潭組(P3l)～弱含水層
地層呈帶狀出露於礦區西部及外圍，岩性以細砂岩、粉砂岩、泥質粉砂岩、粉砂質泥岩、泥岩等碎屑岩為主，夾數層煤層。該組平均厚度約196m。
由於以碎屑岩為主，岩石含泥質成分多，因而岩石普遍抗風化能力弱，露頭區有較厚的強～中風化帶，易滲入大量大氣降水，含淺層風化裂隙潛水，越往深部，岩石裂隙發育程度減弱，岩石含水性相應降低，僅含微弱
基岩風化裂隙水和構造裂隙水，該組為一弱含水層。水文地質測繪見水點2個，見老窯7個，其中老窯1頂板滴水，但流量為0.013 l/s。
（3）二疊係上統長興（P3c）—中等含水層
　　　該組呈條帶狀出露於礦區東部，岩性以燧石灰岩主，全組平均厚約15m。露頭區灰岩遭受風化作用和岩溶作用較強烈，岩溶裂隙發育，含較豐富的岩溶裂隙水，為中等含水層。礦井區內未見該地層出露於地表。
（4）第四係(Q)—弱含水層
　　僅殘留於山穀、溪溝、窪地及山間斜坡一帶。碎屑岩的殘積、坡積及
衝積物厚度一般小於10m，僅含微弱孔隙潛水。調查中未發現泉點，總體上該層為一弱含水層。
　　　2.1.2 煤層及煤質
　　　2.1.2.1 煤層賦存情況（包括可采煤層層數、厚度、傾角、結構、節理、層理發育情況、頂、底板岩性特征等）
　　　礦區內龍潭組（P3l）地層含煤層一般11～16層，含大部可采煤層4層，編號為8、9、12、14煤層，可采總厚度3.80～7.50m，平均4.60m，含煤係數約3.77%。根據鄰區資料其它煤層為零星可采煤層,且煤層不穩定。
　　　礦井區內，在橫向上煤層層數及煤層全層總厚度均無明顯變化。
　　　在垂向上煤層變化較大，龍潭組上部和下部石灰岩、泥質灰岩較多，中部石灰岩較少，以砂泥岩居多，礦區內可采煤層分布於龍潭組地層的中下部。
　　　2）煤層
　　　礦區內煤層及其層間距變化情況參照鄰區煤層及煤層間距情況統計表1-4-2，其中M 8、M 9、M 12、M 14煤層為該礦主要可采煤層，其它煤層礦井無資料。現分述如下：
　　　M8煤層
　　　位於龍潭組（P3l）中上部，煤層厚度1.25～1.35m，平均厚度1.30m，煤層采用厚度1.30m，該煤層控製程度低，較穩定，全區可采。
　　　M9煤層
　　　位於龍潭組（P3l）中上部，上距8號煤層10m左右，可采點16個；煤層厚度1.30～1.67m，平均厚度1.60m，煤層一般不含夾矸，局部夾1層夾矸，岩性為泥岩。較穩定，全區可采。
　　　M12煤層
　　　位於龍潭組（P3l）中部，上距10號煤層15m左右，可采點4個；煤層厚度為0.65～1.30m，平均厚約0.85m，煤層結構較簡單，該煤層控製程度低，厚度變化不大，較穩定，大部可采。
　　　M14煤層
　　　位於龍潭組（P3l）中下部，上距12號煤層約21m左右，可采點1個；平均厚約0.88m，含0～1層泥岩夾矸，煤層結構較簡單，該煤層控製程度低，據區域資料該煤層厚度變化大，較穩定，大部可采。
　　　礦區可采煤層特征見表2-1-2。
　　表2-1-2 可采煤層特征表

　　　2.1.2.2 煤層物理力學性質、結構及變化規律
　　　M8煤層：黑色，粉粒狀及粉狀，條帶狀至線理狀結構，半亮型、半暗—半亮型，暗煤和少量亮煤夾少量鏡煤條帶組成。玻璃、似金屬光擇，參差狀斷口，裂隙較發育，質較軟。
　　　M9煤層：黑色，粉狀為主夾少量塊狀，條帶狀至線理狀結構，半亮型、半暗—半亮型，亮煤和少量暗煤夾少量鏡煤條帶組成。玻璃、似金屬光擇，參差狀斷口，裂隙發育，質較軟。
　　　M12煤層：黑色，塊狀、粉狀、碎塊狀，條帶狀至線理狀結構，半亮型、半暗—半亮型，亮煤和少量暗煤夾少量鏡煤條帶組成。玻璃、似金屬光擇，參差狀斷口、階梯狀斷口，裂隙較發育，質較堅硬。
　　　M14煤層：黑色，塊狀、碎塊狀，條帶狀至線理狀結構，半亮型、半暗—半亮型，亮煤和少量暗煤夾少量鏡煤條帶組成。玻璃、似金屬光擇，參差狀斷口、階梯狀斷口，裂隙較發育，質較堅硬。
　　　2.1.2.3 煤層露頭（含隱露頭）及風化帶情沉
　　　1、煤層露頭
　　　可采煤層露頭沿地表顯現連續清析,呈連續性。
　　　2、風化帶
　　　根據對礦區內老窯、巷探、淺部煤層露頭的觀察鑒別和參考鄰區對龍潭組無煙煤的煤層風氧化帶寬度采用值，確定本區可采煤層，以煤層露頭線沿煤層傾斜方向平推30-50m作為風氧化帶下界。
　　　2.1.2.4 煤質及煤種
　　　1、煤的物理性質
　　　M8煤層：黑色，粉粒狀及粉狀，條帶狀至線理狀結構，半亮型、半暗—半亮型，暗煤和少量亮煤夾少量鏡煤條帶組成。玻璃、似金屬光擇，參差狀斷口，裂隙較發育，質較軟；M9煤層：黑色，粉狀為主夾少量塊狀，條帶狀至線理狀結構，半亮型、半暗—半亮型，亮煤和少量暗煤夾少量鏡煤條帶組成。玻璃、似金屬光擇，參差狀斷口，裂隙發育，質較軟；M12煤層：黑色，塊狀、粉狀、碎塊狀，條帶狀至線理狀結構，半亮型、半暗—半亮型，亮煤和少量暗煤夾少量鏡煤條帶組成。玻璃、似金屬光擇，參差狀斷口、階梯狀斷口，裂隙較發育，質較堅硬；M14煤層：黑色，塊狀、碎塊狀，條帶狀至線理狀結構，半亮型、半暗—半亮型，亮煤和少量暗煤夾少量鏡煤條帶組成。玻璃、似金屬光擇，參差狀斷口、階梯狀斷口，裂隙較發育，質較堅硬。
　　　2、煤岩的特征
　　　宏觀上觀察煤層煤岩特征如下：煤層以半亮型為主，次為亮煤和暗煤。
　　　3、化學性質
　　　根據資源儲量核實報告，煤質特征見下表（表2-1-3）。
　　　表2-1-3 煤質主要特征表（原煤）

　　　4、工藝性能
　　　該礦可采4層屬低—中灰、中高硫、高熱值無煙煤。以上各煤層煤炭均可作動力和民用煤。
　　　5、煤的洗選工藝特征及工業用途
　　　地質報告中未提供煤的可選性資料。
　　　6、煤類
　　　綜上所述，該礦各主要可采煤層（M8、M9、M12、M14）均為無煙煤。
　　　7、其它有益礦產
　　　該礦區除煤炭資源外，未發現其它有益礦產，不存在對共（伴）生有用組分的利用。

§2.2 礦井主要災害因素及安全條件
　　　2.2.1 煤層瓦斯賦存及規律、煤層瓦斯含量、壓力、礦井瓦斯等級、礦井煤（岩）與瓦斯（二氧化碳）突出危險性、其它有毒有害氣體情況
　　　2.2.1.1 煤層瓦斯賦存及規律
　　　瓦斯在煤體中存在的狀態有二種：一種叫遊離狀態，一種叫吸附狀態。在天然條件下，煤體中以吸附狀態貯存的瓦斯約占80-90%，以遊離狀態貯存的占10-20%，總體來說，瓦斯絕大部份是以吸附狀態存在的。
　　　由於該礦井勘探程度較低，生產地質報告未提供瓦斯賦存相關資料。
　　　建議礦井計算測定瓦斯賦存情況，為礦井安全生產提供依據。
　　　2.2.1.2 煤層瓦斯含量
　　　瓦斯在煤層中的賦存形式一般以吸著狀態為主，隨著埋深的增加，沼氣含量相應增加，在相同的埋藏深度的增加，沼氣含量相應增高。根據預測各煤層瓦斯含量見下表：

　　　礦井雖然已揭煤，但未對揭煤煤層進程瓦斯測定。礦井周邊沒有相鄰礦井，因此本次設計采用經驗公式對可采煤層進行瓦斯預測，預測結果隻為本次設計依據，不能代表礦井實際瓦斯含量。
　　　各煤層瓦斯含量隨煤層埋藏深度越深，煤層中的瓦斯向地表運移的距離就越長，散失就越困難。同時，深度的增加也使煤層的壓力的作用下降低了透氣性，有利於保存瓦斯。在近代開采深度範圍內，煤層的瓦斯含量隨深度的增加而呈線性增加。
　　　由於礦井未做相關瓦斯測定，無法確定影響礦井瓦斯的因數。因此，礦井在建設生產過程中，及時測定相關瓦斯參數。同時結合礦井具體情況，做全麵的調查和深入細致的分析研究，找出影響礦井瓦斯含量的主要因素，指導礦井安全生產。
　　　2.2.1.3礦井瓦斯等級
　　　瓦斯等級根據貴州省煤炭管理局文件黔煤生產字[2007]488號《對安順市煤礦2007年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複》：礦井絕對瓦斯湧出量為1.99m3/min，相對瓦斯湧出量為26.23m3/t。二氧化碳絕對湧出量為0.43m3/min，相對湧出量為2.88m3/t。瓦斯等級為高瓦斯。
　　　2.2.1.4 礦井煤（岩）與瓦斯（二氧化碳）突出危險性
　　　根據中國礦業大學對M8和M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定及黔煤呈生產字[2008]1078號文，黔能源煤炭[2011]610號文，M8煤層在目前礦界內開采標高+1305m水平以上不具有突出危險性，M9煤層在+1314m水平以上不具有突出危險性。M12和M14煤層沒有鑒定。
　　　據黔安監管辦字[2007]345號文件《關於加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見》，礦井區屬煤與瓦斯突出危險區。該礦井一采區在M8、M9煤層鑒定部具有突出危險性的區域內按高瓦斯區域進行設計，未鑒定區域內按突出區域設計。礦井按煤與瓦斯突出進考慮。
　　　2.2.1.5 其它有毒有害氣體情況
　　　根據礦井地質資料，井下有害氣體主要有：瓦斯其含量以CH4最多，其次為CO2 重烴。地麵有害氣體主要有： SO2、CO、CO2。主要產生於鍋爐燃煤。煤礦直接排放廢氣影響大氣環境，因此必須采取有效措施降低排放濃度，達到《環境空氣質量標準》（GB3095～1996）二級標準進行排放。
　　　2.2.2 煤層煤塵爆炸指數及爆炸危險性
　　　根據貴州省煤田地質局實驗室2008年9月17日提供的M8和M9煤層自燃傾向性鑒定報告：M8、M9煤層均為煤塵無爆炸性。M12、M14煤層沒有鑒定，本次設計按照煤塵有爆炸性進行設計。
　　　2.2.3 煤層自燃發火期和自燃傾向性
　　　根據貴州省煤田地質局實驗室2008年9月17日提供的M8和M9煤層自燃傾向性鑒定報告：M8和M9煤層為三類不易自燃煤層，M12和M14煤層沒有鑒定，本次設計按照煤層容易自燃進行設計。
　　　2.2.4 煤層頂、底板情況
　　　各可采煤層頂、底板岩性、岩石的工程地質特征分述如下：
　　　礦區內龍潭組（P3l）地層含煤層一般11～16層，含大部可采煤層4層，編號為8、9、12、14煤層，可采總厚度3.80～7.50m，平均4.60m，含煤係數約3.77%。根據鄰區資料其它煤層為零星可采煤層,且煤層不穩定。
　　　M8煤層：頂板為灰、深灰色厚層狀凝灰質粉砂岩及細砂岩，底板為深灰色中厚層狀泥質粉砂岩、粉砂岩。
　　　M9煤層：頂板為灰、深灰色燧石灰岩，底板為深灰色中厚層狀泥岩、粉砂岩、砂岩。
　　　M12煤層：頂板為灰、深灰色燧石灰岩，底板為深灰色泥質粉砂岩。
　　　M14煤層：頂板為凝灰質粉砂岩及砂岩，底板為粘土岩。
　　　2.2.5 衝擊地壓危險性
　　　地質資料中未提供衝擊地壓的相關資料，該礦井及周圍礦井尚未有衝擊地壓情況的發生，本設計按沒有衝擊地壓危險考慮。
　　　2.2.6 地溫情況
　　　本井田無地溫異常現象，屬於正常地溫礦井。
　　　2.2.7 鄰近礦井瓦斯、煤塵、煤的自燃、煤與瓦斯突出、地溫等實際情況及鑒定研究成果。
　　　該礦井鄰近礦井為新建礦井，缺少相關的資料，煤層瓦斯、煤塵爆炸性及煤與瓦斯突出危險性鑒定工作均委托有相關資質單位鑒定，鑒定結果可信度高，所以，可以作為礦井設計依據。
§2.3 礦井開拓係統
　　　2.3.1 井筒
　　　2.3.1.1 井筒的設置及功能
　　　設計投產時布置三個井筒，主斜井、副斜井和回風斜井。
　　　(1) 主斜井(利用)
　　　主斜井井口坐標為：X=2925852.350；Y=35612758.826；Z=+1361.03；α=107°β=9°。采用半圓拱形，混泥土錨噴支護，掘進斷麵積6.6m2，淨斷麵積均為6.0m2。
　　　(2) 副斜井(利用)
　　　副斜井井口坐標為：X=2926009.532；Y=35612496.977；Z=+1382.22；α=131°；β=27°，采用半圓拱形，混泥土錨噴支護，淨斷麵積為5.6m2。
　　　(3) 風井(利用)
　　　井口坐標回風斜井井口坐標為：X=2926042.128；Y=35612478.936；Z=+1387.26
　　　；α=51°；β=27°，采用半圓拱形，混泥土錨噴支護，掘進斷麵積6.6m2，淨斷麵積均為6.0m2。
主斜井內安裝皮帶輸送機，擔負礦井煤炭運輸任務；副斜井內鋪設30kg/m，軌距600mm，擔負礦井行人、矸石、材料、設備、等輔助運輸、管線鋪設和進風任務；回風斜井主要擔負礦井回風任務，井筒斷麵圖見附圖，礦井井筒特征詳見表2-3-1。

　　2.3.1.2 井筒和工業場地工程地質條件、防洪設計標準

　　設計對該礦井田中央南部附近的平緩坡地建設的工業場地，場地占地麵積30畝。未發現滑坡、泥石流等地質災害，工程地質條件一般，交通運輸較為方便。

　　開采過程中可能出現片幫、底板底鼓、支架下陷等工程地質問題，故該礦區工程地質條件為中等。在開采過程中應加強巷道頂、底板的支護管理工作，預防不良事故

　　的發生。

　　地表工業場地附近沒有大的水體，因而，該礦井工業場地不受河流洪水威脅。地麵工業場地+1370m左右，場內排水設計為建築周邊均設明溝，排至場內道路邊水溝中，再集中排到場外。場地排水橫坡一般在5‰～10‰之間。為排除場地上遊彙水，設計在場地四周設置截水溝(500mm*450mm)，將場外雨水直接引至場外。

　　2.3.1.3 進、回風井口的安全性

　　礦井三個井筒均布置在礦井南部緩坡地帶，工程地質條件簡單，無洪水患。該礦井根據礦井開拓的具體布置，回風斜井作為專用回風井，主斜井、副斜井作為礦井井下通往地麵的二個安全出口，安全出口間的距離大於30m。井下各工作地點通過聯絡巷道分別與主斜井、副斜井、回風斜井相連。為保證安全出口暢通，井巷交叉地點必須設置路標，表明所在地點，指明通往安全出口的方向。井下工作人員必須熟悉通往安全出口的路線，要求安全出口經常及時清理、維護。

　　該礦二個進風井井口附近均無粉塵、有害氣體和高溫氣體，粉塵、有害氣體和高溫氣體均不能侵入。

　　2.3.2 采區劃分采區及煤層開采順序采區接替關係，劃分依據及其合理性方析;煤層下行開采的順序確定;煤層上行開采的分析論證。

　　2.3.2.1 采區劃分及煤層開采順序、采區接替關係、劃分依據及其合理性方析

　　1.水平劃分

　　⑴劃分原則

　　①有足夠的可采儲量以滿足水平服務年限;

　　②結合煤層賦存條件和構造條件，有利於井田開拓布置和適應炮采工作麵的布置;

　　③有利於減少井巷總工程量和簡化生產環節。

　　④充分利用現有工程巷道。

　　⑿水平劃分

　　根據水平劃分原則和礦井開拓布置，礦井劃分為一個水平(+1314m)。

　　2、采區劃分

　　礦井可采煤層有4層煤，煤層傾角6°，采用分煤組布置，上煤組為M8、M9煤層，下煤組為M12、M14煤層，每組煤采用聯合布置開采，礦井劃分為三個采區開拓全井田，上煤組劃分為一個采區，下煤組劃分為2個采區。

　　3、采區及煤層開采順序

　　采區間的開采順序為一采區→二采區→三采區;區段開采順序為下行式;各煤層開采順序為先采上層煤後采下層煤。

　　采區及煤層開采順序符合安全、技術、經濟合理性要求。

　　2.3.2.2 煤層下行開采的順序確定

　　礦井可采煤層為4層，分別為M8、M9、M12、M14煤層。依據煤層開采“先采上煤層，再采下煤層”的原則，本設計礦井采區內煤層開采順序為：M8煤層→M9煤層→M12煤層→M14煤層。區段間的開采順序為區段下行式。

　　符合煤層開采順序、經濟及安全性要求。

　　2.3.3 主要巷道

　　2.3.3.1 主要巷道布置層位及高度

　　設計投產時布置三個井筒，主斜井、副斜井和回風斜井。利用原有主井改造為技改後的副斜井，副斜井長123m，坡度270、方位1310，井口坐標為：x=2926067，y=35612576，z=+1382.7m，α=1310、β=270;礦區南部已經形成沒有利用的井筒改造為技改後的主井，沿原有方位及坡度掘100m後進入9號煤層，沿9號煤層掘154m後至+1336m標高，然後沿9號煤層走向布置上煤組運輸平巷，主斜井井口坐標為：x=2925910，y=3562836，z=+1361.03 m，α=1100、β=90;在副斜井北麵布置回風斜井，回斜井以270坡度、1310方位角掘進150m後進入9號煤層，在9號煤層中作上煤組回風上山至+1336m標高後，沿煤層走向作上煤組回風平巷至保護煤柱線，回風斜井井口坐標為：x=2926152，y=35612571，z=+1390m，α=1310、β=270。通過石門揭穿煤層，井底車場布置在M9煤層底板岩層中。

　　2.3.3.2 安全煤柱

　　1、井筒煤柱

　　根據《建築物、水體、鐵路及主要井巷留設與壓煤開采規程》中關於井筒保護煤柱的規定，按照公式S=2S1+2a的計算結果，井筒保護煤柱的寬度為25m，從安全及保護主井筒的角度出發，保護煤柱在主要井巷一邊推20m，保護範圍維護帶加上礦體開采崩塌影響範圍為煤柱的留設寬度。

　　2、井田邊界煤柱

　　以所劃定的礦區開采邊界的鉛垂線至所采煤層的投影線內推20m計算。

　　3、大巷煤柱

　　一采區不設大巷，後期考慮大巷保護煤柱20m。

　　4、采區運輸、軌道、回風下山煤柱

　　一采區開采時通過石門揭穿煤層，布置回采工作麵運輸、回風巷，不設置采區運輸、軌道及回風上下山。

　　根據礦井提供采掘現狀情況，礦井風氧化帶附近小窯采空區存在積水，卻水文情況不明，因此，礦井在水淹區(小窯積水區)下掘進和開采水淹區(小窯積水區)下的不同煤層時，若煤層間距不能滿足防水煤柱安全要求，則必須先將該煤層上部積水進行疏幹並確認安全後方可進行開采。

　　2.3.3.3 安全間隙

　　主斜井、副斜井和回風斜井之間的距離均大於30m，見開拓及采區巷道布置平、剖麵圖。

　　2.3.3.4 支護方式

　　主斜井、副斜井和回風斜井采用錨網噴支護。采煤工作麵運輸、回風巷采用錨噴支護。消防材料庫、避災硐室采用半圓拱形、料石砌镟支護。詳見主要巷道斷麵圖。

　　2.3.3.5 安全風速

　　礦井井巷風速要求及投產時礦井主要井巷風速見表2-3-2。

　　表2-3-2 井巷風速要求及主要巷道風速、風量表

　　經上2-3-2表驗算，礦井井巷中的實際風速符合上表中的要求。

　　2.3.3.6 其它安全措施

　　1)井底車場及硐室不得布置在有突出危險和衝擊地壓的煤層中。

　　2)所有井巷在掘進過程中必須嚴格堅持先探後掘，掌握前方水文情況，若發現有水患時，應及時采取可行措施進行處理，待確定安全後方可向前掘進，並將出水點位置標於井上下對照圖或采掘工程圖上。

　　3)巷道貫通應按照《煤礦01manbetx 》執行，風門等通風設施應在巷道貫通前完善，防止巷道貫通後風流紊亂。

　　4)不同斷麵的巷道連接，斷麵要逐漸變化，巷道拐彎及交岔處應采用圓弧或斜線平緩過渡，以避免斷麵突變、大角度拐彎產生的局部風阻。

　　5)主要進、回風巷道必須按設計施工，同時，要加強巷道維護，保證足夠的通風斷麵。主要進、回風巷道必須按設計施工，同時，要加強巷道維護，保證足夠的通風斷麵。

　　6)主要巷道高度必須隨時保障不得低於2.0m。

　　7)新掘開拓準備巷道不得布置於突出煤層或未鑒定煤層中。

　　8)采區開采前必須編製采區設計，並嚴格按采區設計組織施工。

　　2.3.4 竣工投產應具備標準條件

　　1、礦井安全設施及條件竣工驗收前，必須完成建設項目的全部安全工程、設施、裝備，生產係統和防災係統健全，經過聯合試運轉。

　　2、取得采礦許可證、礦長資格證、礦長安全資格證，特種作業人員經培訓並取得操作資格證書，入井人員經安全培訓並考試合格。

　　3、單項工程經工程質量監督管理部門驗收，並取得質量合格的認證報告。

　　4、礦井主要變壓器、皮帶運輸機、提升機及鋼絲繩、通風機、空氣壓縮機、水泵和瓦斯抽放泵等主要電器和機械設備經有資質的部門檢測檢驗，並出具檢驗合格報告。

　　5、委托有資質的安全評價機構做出安全驗收評價報告，並按規定備案。

　　6、根據國家安全生產監督管理總局、國家煤礦安全監察局《關於深入持久開展煤礦安全質量標準化工作的指導意見》(安監總煤行〔2009〕117號)、貴州省人民政府辦公廳《關於進一步加強全省煤礦安全質量標準化工作的通知》(黔府辦發電〔2009〕152號)及《貴州省煤礦安全質量標準化標準及考核評級辦法》精神，根據黔安監煤礦[2011]119號文件《關於省政府辦公廳下達煤礦生產建設關停計劃的通知涉及我局有關事項的處理意見》的要求：

　　礦井通風和瓦斯防治單項要求達到二級及以上標準;根據地質報告，礦井水文地質條件為中等，則礦井防治水要求達到三級及以上標準;其它單項達到三級安全質量標準。

　　7、按照有關要求建立井下緊急避險“六大係統”。

　　竣工驗收時必須完成的井巷工程量表

　　　注：機采時運輸順槽、回風順槽淨斷麵不小於8.0m2。
§2.4 采煤方法及采區巷道布置
　　　2.4.1 采煤方法的合理性分析
　　　礦井生產能力15萬t/a，開采煤層為薄-中厚煤層，可采煤層平均傾角為6°，為穩定-較穩定煤層，煤層平均厚度分別為1.3m、1.5m、1.1m、1.2m。由於首采麵的1181回風巷和1181運輸巷已按炮采布置，首采工作麵采用炮采，以後回采工作麵采用機采。設計考慮機采工藝設備選型及配電，具體內容見機電設備選型及供配電章節。
　　　礦井可采煤層穩定性較好，采用傾斜長壁後退式采煤法。
　　　2.4.2 采掘設備的安全性
　　　預防放炮崩倒支架的措施：
　　　（1）放炮前，必須檢查支架並處理好。掘進工作麵的頂幫要插嚴背實，並打上拉條、撐木或防倒器，實行必要的加固；采煤工作麵的支架除加強刹頂外，要用緊楔和打撐木的辦法進行必要的加固。
　　　（2）掘進工作麵要選擇合理的掏槽方式。炮眼的布置、角度、個數等參數要合理選定。
　　　（3）采煤工作麵要留有足夠寬的炮道。掘進工作麵要有足夠的掏槽深度。
　　　采掘設備如下表所示。
炮采工作麵主要設備配備表

　　支柱打設必須迎山有勁，支柱打設必須成排成行，保證排、柱距不超寬，確保有足夠的支護密度。

　　2.4.3 采區巷道布置

　　2.4.3.1 采區巷道布置方式

　　1、回采工作麵布置方式

　　從+1332 m聯絡巷進入8號煤層後，沿煤層傾向布置一采區三條下山至保護煤柱後聯通，在運輸上山內布置1181采麵運輸巷，在回風下山與材料下山聯絡巷沿煤層傾斜方向布置1181回風巷，二巷通過1181切眼貫通後構成1181首采工作麵。

　　2、掘進工作麵巷道布置方式

　　準備掘進工作麵布置在8號煤層中， 1182工作麵運輸巷通過直接與上煤組材料上山相連，回風直接與上煤組回風上山聯係。1182工作麵回風巷直接與上煤組材料上山、上煤組回風上山相連，形成工作麵運輸及進風係統。二個掘進麵均形成獨立的回風係統。

　　2.4.3.2 對有衝擊地壓、煤層自燃和煤與瓦斯突出等條件下巷道層位的選擇與分析

　　該礦及周圍礦井尚未有發生衝擊地壓的曆史記錄。該礦煤層自燃傾向性按I類、容易自燃設計;根據中國礦業大學對M8和M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定及黔煤呈生產字[2008]1078號文，黔能源煤炭[2011]610號文，M8煤層在目前礦界內開采標高+1305m水平以上不具有突出危險性，M9煤層在+1314m水平以上不具有突出危險性，所以開采標高+1314m的M8和M9煤層按無突出危險區設計和管理，其它未作鑒定的區域按突出危險區設計和管理。

　　設計三條井筒布置均穿過M9煤層，采用錨網噴支護。從主、副斜井布置石門揭穿M8煤層，回采巷道沿煤層布置，均采用金屬棚支護。一采區巷道布置符合要求。

　　據地質資料及礦方實際，礦井地質構造複雜程度屬中等偏簡單類型，目前布置區域內無地質構造帶，故礦井揭穿煤層時，其揭穿地點避開了地質構造帶。

　　2.4.3.3 專用回風巷的設置

　　該礦采用斜井開拓，各煤層間先采上煤層再采下煤層，回風斜井作為專用回風井，一采區回風上山作為專用回風巷。

　　2.4.3.4 采區及工作麵加強支護的要求

　　(1)回采工作麵回采前必須編製作業規程，情況發生變化時，必須及時修改作業規程或補充安全措施。

　　(2)回采工作麵安全出口與巷道連接處20m範圍內，必須加強支護。工作麵上下端頭采用鉸接頂梁，配合DZ22外注式單體液壓支柱支護，端頭超前出口的走向長、傾向長分別為2.0m、3.0m，由於端頭控頂麵積較大，可適當加大端頭支護密度;在采煤工作麵上、下安全出口超前支護為20m範圍內采用DZ22型支柱配HJDA-1000鉸接頂梁進行超前支護，前10m采麵雙排鉸接頂梁支護，後10m采用單排鉸接頂梁支護，鉸接頂梁必須鉸接使用，單體液壓支柱必須支設在支架和鉸接頂梁的結合處，金屬鉸接頂梁和單體液壓支柱間必須有防滑和防倒措施;在此範圍內的巷道高度不得低於1.6m;安全出口必須設專人維護，發生支架斷梁折柱、巷道底鼓變形時，必須及時更換、清挖。

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

　　(4)掘進工作麵嚴禁空頂作業，靠近工作麵10m內的支護，在爆破前必須架設牢固;掘進工作麵放炮後，首先恢複好被放炮衝倒、崩壞的支架，之後方可進入工作麵作業，修複支架時必須先檢查頂、幫，並由外向裏逐架進行;出碴前，必須及時打上前探梁作臨時支護，前探梁上必須鋪上挑板，嚴禁空頂作業。

　　(5)回采工作麵在初次來壓、周期來壓期間必須加強支護，確保有足夠的支護強度和支護密度。在放靠放頂線第一、二排加打叢柱(一窩三柱)、戧柱，每隔一根基本支柱打一叢柱和戧柱，以加強支護。在煤壁線采用單體液壓支柱打成貼幫柱進行支護，貼幫柱柱距1.0m。

　　(6)采煤工作麵必須按作業規程的規定及時支護，嚴禁空頂作業，所有支架必須架設牢固，並有防倒措施;支柱必須垂直於頂、底板打設，嚴禁打在浮煤浮矸上;使用單體液壓支柱時，初撐力不得小於117kN，嚴禁在控頂區域內提前摘柱，碰倒或損壞、失效的支柱必須立即恢複或更換。

　　(7)該礦在順槽20m采用DZ22型單體液壓支柱配合HDJA-1000超前支護，前10m采麵雙排鉸接頂梁支護，後10m采用單排鉸接頂梁支護。

　　§2.5 頂板管理及衝擊地壓

　　2.5.1 頂板災害防治及裝備

　　2.5.1.1 影響礦山壓力顯現基本因素分析：煤層頂板岩性、頂底板類別、物理力學性質對可能產生頂板事故的影響分析

　　各可采煤層頂、底板岩性、岩石的工程地質特征分述如下：

　　礦區內龍潭組(P3l)地層含煤層一般11～16層，含大部可采煤層4層，編號為8、9、12、14煤層，可采總厚度3.80～7.50m，平均4.60m，含煤係數約3.77%。根據鄰區資料其它煤層為零星可采煤層,且煤層不穩定。

　　M8煤層：頂板為灰、深灰色厚層狀凝灰質粉砂岩及細砂岩，底板為深灰色中厚層狀泥質粉砂岩、粉砂岩。

　　M9煤層：頂板為灰、深灰色燧石灰岩，底板為深灰色中厚層狀泥岩、粉砂岩、砂岩。

　　M12煤層：頂板為灰、深灰色燧石灰岩，底板為深灰色泥質粉砂岩。

　　M14煤層：頂板為凝灰質粉砂岩及砂岩，底板為粘土岩。

　　以上各開采煤層頂底板條件均不好，尤其是遇水後垮塌、底板易造成底鼓。井下工程地質條件較差。

　　2.5.1.2 斷層與褶曲、擠壓帶與破碎帶、衝刷、節理、裂隙、煤層傾角、開采深度、采高、控頂距對礦山壓力顯現的影響

　　1、斷層與褶曲、擠壓帶與破碎帶、衝刷、節理、裂隙對礦山壓力顯現的影響

　　斷層破壞了頂板的完整性，因此斷層附近容易發生局部冒頂。斷層也能改變初次放頂、初次來壓和周期來壓的步距。褶曲有時會改變原岩應力分布，從而改變工作麵區域頂板的受力狀態。大的褶曲構造隻是使煤層傾角發生變化，對工作麵頂板壓力的影響不是很明顯。對工作麵生產有影響的是小褶曲。小褶曲可能使頂板局部破碎，易於發生局部冒頂。

　　三德煤礦礦區煤層產狀與地層產狀一致，為一緩傾斜單斜構造。礦區內地表未發現大的褶曲和斷層。僅在回風大巷接近風井井口100m處見1條小斷層，呈N—S走向，傾向近W向，傾角約80°，斷距0～3m，為一正小斷層。

　　總的來說，礦區地質構造屬簡單類型。對開采影響較小。

　　2、煤層傾角、開采深度、采高、控頂距對礦山壓力顯現的影響

　　設計首采煤層為M8號煤層，煤厚1.3m，設計采高1.3m,采用全部垮落法管理頂板。設計工作麵配備DZ16-30/100單體液壓支柱，支撐高度為1600～1005mm，工作阻力為30t/根，選用HDJA—1000型金屬鉸接頂梁。設計“三、四”排控頂，齊梁齊柱布置。排距1.0m，柱距0.8m，最大控頂距4.2m，最小控頂距3.2m。放頂步距1.0m。

　　開采深度直接影響著原岩應力，同時也影響著開采後巷道或工作麵周圍岩層內支承壓力，因此，隨著開采深度的增加，支承壓力必然增加，從而導致巷道圍岩的“擠、壓、膨”等現象，導致煤壁片幫及底板鼓起等現象的發生，所以在開采深度增加時應加強支護。

　　2.5.1.3 一般頂板冒落災害的防治措施及裝備

　　1、回采工作麵一般頂板冒落災害的防治措施及裝備

　　1)回采工作麵頂板管理方式的選擇

　　由於M8煤層平均傾角6°，煤層平均厚度1.3m，采用傾斜長壁後退式采煤法，首采工作麵為炮采工藝，工作麵采用刮板輸送機運輸，以後回采工作麵采用機采，回柱絞車回柱，全部垮落法管理頂板。放頂人員必須站在支架完整，無蹦繩、蹦柱、甩鉤、斷繩抽人等危險的安全地點工作。回柱放頂前，必須對放頂安全工作進行全麵檢查，清理好退路。回柱放頂時，必須指定有經驗的人員觀察頂板。

　　2)回采工作麵支架的選擇論證

　　設計首采8煤層，煤層厚度1.1-1.5m，平均厚度為1.3m，采用全部垮落法管理頂板。計工作麵配備DZ16-30/100單體液壓支柱，支撐高度為1600～1005mm，工作阻力為30t/根，選用HDJA—1000型金屬鉸接頂梁。設計“三、四”排控頂，齊梁齊柱布置。排距1.0m，柱距0.8m，最大控頂距4.2m，最小控頂距3.2m。放頂步距1.0m，支護密度驗算如下：

　　支架支護強度以下式估算：

　　P=8×M×γ×Cosα

　　式中：M---為采高，采高1.1～1.5m;

　　γ---為頂板岩石容重 γ=2.5t/m3;

　　α--為煤層傾角 α=6°;

　　支架最大支護強度：

　　P=8×M×γ×Cosα

　　=8×(1.1～1.5)×2.5×Cos6°

　　=21.1～28.8t/m2

　　A：支柱支護密度

　　工作麵長80m，因此采場最大麵積S=80×4.2=336m²，所設支柱數n=80/0.8×4=400根，則支護密度為400/336=1.19根/m2。

　　B：支柱的支護強度驗算

　　采麵選擇DZ16-30/100型單體液壓支柱支護，每柱的額定承載能力為30t/根，考慮相關因素的影響，使支撐能力減小，承載能力考慮0.85的係數，則每根支柱的承載能力為30×0.85=25.5t/根。炮采支柱實際提供的支護強度為1.19×27=30.35t/m2

　　C：支護強度驗證

　　頂板所需要的最大支護強度為21.1～28.8t/m2<支柱實際提供的支護強度為30.35t/m2。

　　因此所設計工作麵的支護密度能滿足支護采場頂板的要求。

　　根據以上計算，礦井在開采過程中，若遇最大采高時可采用墊底，遇最小采高時可采用刨底，從而滿足支柱高度要求。

　　3)一般頂板冒落災害防治措施

　　(1)基本支護：根據目前該礦的煤層賦存情況和開采技術水平，本設計考慮工作麵支護目前采用DZ16-30/100型單體液壓支柱，支撐高度為1005～1600mm，額定工作阻力為300kN/根，工作麵選用HDJA-1000型金屬鉸接頂梁。

　　(2)特殊支護：在放頂線采用單體液壓支柱打成叢柱(一窩三柱) 戧柱切頂。在煤壁線采用單體液壓支柱打成貼幫柱進行支護，貼幫柱柱距1.0m。

　　在上、下安全出口20m範圍內采用單體液壓支柱打成棚梁加強支護。

　　(3)回柱放頂：在回柱放頂前必須先打好放頂線的特殊支護，禁止先回後打。支柱卸載時，必須使用回柱器，卸載後的支柱用回柱絞車拉出，回下的支柱必須堆碼整齊，不得影響退路。

　　(4)初次來壓和周期來壓放頂

　　在初次來壓和周期來壓期間必須在放頂線打雙排叢柱，必要時加打木垛(木垛每6米打一個，呈“井”字形)加強支護。

　　由於目前該礦尚未進行礦壓觀測，暫無礦壓觀測資料，待今後進行礦壓觀測後，利用礦壓觀測資料，進行合理的采場選型設計。

　　4)采區順槽巷道支護的選擇論證

　　根據含煤地層及煤層頂底板岩性，巷道內裝設皮帶運輸機，采區順槽巷道支護采用錨噴支護滿足礦山壓力的要求。

　　2、沿空掘(留)巷的安全措施

　　由於該礦的煤層底板在采煤過程中遇水後常易產生膨脹，使抗壓強度降低，出現底鼓現象，不宜采用沿空留巷的方式布置回采工作麵。礦井采用留區段煤柱進行下一區段布置，設計煤柱為5m，礦井在實際生產中根據實際情況留設合理煤柱。

　　3、掘進工作麵支護選擇論證、交叉點支護的選擇論證

　　1)一般掘進巷道支護形式

　　該礦井初期開采煤層埋藏較淺，結合鄰近礦區的經驗，認為采用以下常規的支護形式是可行的。生產中應根據實際揭露的圍岩情況進行相應調整。

　　(1)岩層巷道：開拓巷道采用錨網噴支護型式，局部采用料石砌镟。

　　(2)一般煤層巷道：采用錨噴支護。

　　2)硐室及交岔點

　　車場巷道采用料石砌镟支護型式，主要硐室采用料石砌镟、砼或鋼筋砼複合支護。

　　2.5.1.4 防止頂板事故的措施

　　1、采煤工作麵頂板事故的防治措施

　　(1)回采工作麵回采前必須編製作業規程，情況發生變化時，必須及時修改作業規程或補充安全措施。

　　(2)采煤工作麵必須保持至少兩個安全出口，一個通到回風巷道，一個通到進風巷道。開采三角煤、斷層帶、留煤柱或地質構造極為複雜的煤層，不能保持兩個安全出口時，必須製定安全措施，並報礦總工程師審批同意後，方能按批準後的意見實施。

　　采煤工作麵所有安全出口與巷道連接處20m範圍內，必須加強支護;在此範圍內的巷道高度不得低於1.6m;安全出口必須設專人維護，巷道底鼓變形時，必須及時更換清挖。

　　(3)采煤工作麵的傘簷不得超過作業規程的規定，不得任意丟失頂煤和底煤，工作麵浮煤必須清理幹淨，支架必須成排成行，保持直線。

　　(4)采煤工作麵必須經常備存一定數量的支護材料，本設計使用單體液壓支柱，必須備有坑木，其數量、規格存放地點和管理方法必須在作業規程中規定。

　　采煤工作麵嚴禁使用折損的坑木、損壞的金屬頂梁和失效的單體液壓支柱。在同一工作麵中不得使用不同類型和不同性能的支柱，嚴禁金木混支;在地質條件複雜的采煤工作麵中必須使用不同類型的支柱時，必須分段使用，嚴禁金木混支，並必須製定安全措施。

　　(5)單體液壓支柱入井前必須逐根進行壓力試驗。單體液壓支柱金屬鉸接頂梁，在采煤工作麵結束後或使用時間超過8個月後，必須升井進行檢修。檢修好的支柱還必須進行壓力試驗，合格後方能入井使用。

　　(6)采煤工作麵必須按作業規程的規定及時支護，嚴禁空頂作業，所有支架必須架設牢固，並有防倒措施;支柱必須垂直於頂底板打設，嚴禁打在浮煤浮矸上;使用單體液壓支柱時，初撐力不得小於115kN，嚴禁在控頂區域內提前摘柱，碰倒或損壞失效的支柱必須立即恢複或更換。

　　(7)在開工前，班組長必須對工作麵安全情況進行全麵檢查，確認無危險後，方準人員進入工作麵;在進入采掘工作麵工作前，首先進行敲幫問頂工作，嚴格執行敲幫問頂製度，及時找掉活石懸矸，以免掉落傷人。采煤工作麵放炮落煤後，必須及時掛梁，及時恢複好被放炮衝倒的支柱，並打好臨時護身頂柱，人員必須在護身頂柱下攉煤，攉完煤及時打好支柱和貼幫柱，嚴格按設計或作業規程規定及時支護，嚴禁空頂作業。

　　(8)當遇頂板條件變化時，如過斷層、過老巷等必須及時修改《作業規程》，製定有針對性的支護措施。

　　(9)在回柱卸載時必須使用回柱器卸載，卸載後的支柱必須使用回柱絞車拉出，當回柱絞車運行時，人員不得站在繩道內及容易發生崩繩崩柱的地方，以免斷繩斷鉤傷人。指揮回柱絞車的停開必須使用清晰可靠的點鈴信號，信號不清不明時，嚴禁啟動回柱絞車。回柱放頂時，必須站在頂板完整支護完好的地方進行，回柱前必須事先清退路，以保證退路暢通。

　　(10)回柱時，放頂人員必須站在頂板完整、支柱完好、無崩繩、崩柱、甩鉤、斷繩抽人等危險的安全地點工作，回柱放頂前必須事先清理好退路，確保退路暢通;回柱放頂時，必須指定有經驗的人員觀察頂板。

　　(11)支柱打設必須迎山有勁，支柱打設必須成排成行，保證排、柱距不超寬，確保有足夠的支護密度。煤層傾角較大處，采煤工作麵必須采取防倒、防滑的措施：

　　①支柱應迎山支護，嚴禁支在浮煤上，要保證支柱有足夠的支撐力。

　　②支柱間可采用牢固的撐木或拉杆的方式。

　　(12)打柱時必須在金屬頂梁上用小板將頂背實，確保不發生漏頂。

　　(13)加強采掘工作麵的工程質量的檢查和驗收，不合格的支柱必須推倒重來，支柱或支架必須符合《作業規程》的規定。

　　(14)在回柱放頂前必須先打好放頂線的特殊支護，禁止先回後打，回下的支柱必須堆碼整齊，保證退路暢通。

　　(15)初次來壓、周期來壓期間的安全措施

　　① 在初次來壓、周期來壓期間必須加強支護，確保有足夠的支護強度和支護密度。在放靠放頂線第一二排加打叢柱(一窩三柱) 戧柱，每隔一根基本支柱打一叢柱和戧柱，以加強支護。

　　② 在初次放頂期間，必須由礦技術負責人組織人員編製初次放頂措施，初次放頂措施編製好後，必須由礦總工程師批準後實施。

　　③ 放頂人員必須站在支架完整無崩繩崩柱甩鉤斷繩抽人等危險的安全地點工作。回柱放頂前，必須對放頂的安全工作進行全麵檢查，清理好退路。回柱放頂時，必須指定有經驗的人員觀察頂板。

　　④ 在初次放頂期間，必須派專人跟班，以檢查初次放頂措施的現場落實兌現情況，如發現煤壁片幫頂板掉碴頂板下沉量增大等來壓預兆時，必須及時將工作麵所有人員撤至安全地點，隻有待頂板垮落穩定，經安全員檢查無危險後，工作人員方可進入工作麵作業。

　　⑤ 在初次來壓或周期來壓期間頂板懸露麵積超過作業規程規定時，必須進行強製放頂，並製定專門強製放頂措施，並報有關主管部門審批後嚴格執行。

　　⑥ 在初次來壓、周期來壓期間，現場跟班人員，必須作好原始記錄，並將頂板懸露麵積等情況向礦長報告。如發現問題必須及時向礦長報告，采取措施進行處理。

　　(16)采麵收尾時的安全措施

　　① 回采工作麵收尾時必須編製安全措施，並報礦技術負責人批準後方可實施。撤出采麵的機械設備，維護好采麵的支柱。

　　② 回采到停采線時要留出支護良好的最小控頂距空間，作為行人和運料用。

　　③ 用木垛將上出口維護好，在出口範圍內不得堆放物料，以保證退路暢通。

　　④ 回柱順序是由采空區向煤壁，由下向上，回柱工必須由熟悉頂板性質責任心強的工人擔任，回柱時必須有專人在現場觀察頂板動向，采空區的支柱必須回收幹淨，

　　回出的支柱必須及時運出采麵堆放整齊。

　　⑤ 隨著頂板的垮落，工作麵溫度升高，有害氣體積聚，上出口要安設局部通風機加強通風。

　　(17)在作業過程中必須保持文明生產，杜絕冒險蠻幹;狠反“三違”，嚴禁工人違章作業，幹部違章指揮。

　　(18)該礦在工作麵上下端頭采用DW14型單體液壓支柱進行超前支護。

　　2、掘進工作麵頂板事故的防治措施

　　(1)掘進工作麵開工前必須編製作業規程，情況發生變化時，必須及時修改作業規程或補充安全措施。

　　(2)掘進工作麵嚴禁空頂作業，靠近工作麵10m內的支護，在爆破前必須架設牢固;掘進工作麵放炮後，首先恢複好被放炮衝倒、崩壞的支架，之後方可進入工作麵作業，修複支架時必須先檢查頂幫，並由外向裏逐架進行;出碴前，必須及時打上前探梁作臨時支護，前探梁上必須鋪上挑板，嚴禁空頂作業。

　　(3)在鬆軟的煤、岩層及地質破壞帶掘進巷道時，必須采取前探支護或其他措施。

　　(4)支架間應設牢固的撐木或拉杆，支架與頂幫之間的空隙必須塞緊、背實。巷道錨噴時，镟體與頂幫之間必須采用不燃物充滿填實，巷道冒頂部份，可用支護材料接頂，但在镟拱上部必須充填不燃物墊層，其厚度不小於0.5m。架設永久支護，必要時還必須采取臨時支護措施;在傾斜巷道中，必須有防止矸石、物料滾落的安全措施。

　　(5)更換巷道支護時，在拆除原有支護前，應先加固臨近支護，拆除原有支護後，必須除掉頂幫活矸並及時架設永久支護，必要時還必須采取臨時支護措施;在傾斜巷道中，必須有防止矸石、物料滾落和支架歪倒的安全措施。

　　(6)掘進巷道在揭露老空前，必須製定探查老空的安全措施，在揭露老空時，必須將人員撤到安全地點，隻有經過檢查，證明老空的水瓦斯和其他有害氣體等無危險後，方可恢複工作。

　　(7)在延深下山采用絞車提升時，必須在下山的上口設置防止跑車裝置，在掘進工作麵的上方設置堅固的跑車防護裝置，跑車防護裝置與掘進工作麵的距離為20m;斜井(巷)施工期間兼作行人道時，必須每隔40m設置躲避硐並設紅燈，設有躲避硐的一側必須有暢通的人行道。上下人員必須走人行道，行車時紅燈亮，行人立即進入躲避硐，紅燈滅後，方可行走。

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

　　2.5.1.5 堅硬頂板跨落災害的防治措施

　　該礦區一般不存在堅硬頂板威脅，故在此暫不考慮，若遇有堅硬頂板情況，在工作麵中采取強製放頂措施，以防大麵積冒頂事故的發生。

　　2.5.1.6 防止底鼓措施

　　1、合理布置巷道，盡量離開采掘活動區。縮短支撐壓力影響時間。

　　2、盡量避免巷道與含水層和鬆軟岩層直接接觸。

　　3、巷道過地質構造帶時，巷道軸向應盡量與地質構造帶垂直。軸線方向應與構造應力方向平行。

　　4、留設合理的煤岩柱。加強底鼓巷道的起底工作。

　　2.5.2 衝擊地壓

　　該礦區內無衝擊地壓的曆史記錄，衝擊地壓開采造成的影響淺部暫不考慮，但在巷道布置時就盡量避開應力集中區，掘進和采煤時也應注意應力集中的影響。今後煤礦往深部開采的過程中，需采取措施預防衝擊地壓的發生。

　　礦井暫按無衝擊地壓設計，故暫不考慮防治衝擊地壓的措施。

　　§2.6 井下主要硐室

　　2.6.1 井下架線式電機車修理間及變流室

　　該礦不設井下無架線式電機車修理間及變流室。

　　2.6.2 井下蓄電池式電機車修理間及充電變流室

　　該礦井下不設計蓄電池式電機車運輸。

　　2.6.3 井下防爆柴油機車修理間及加油(水)站

　　該礦井下不設計防爆柴油機車修理間及加油(水)站。

　　2.6.4 井下換裝硐室

　　該礦設計井下無換裝硐室。

　　2.6.5 井下消防材料庫

　　在一采區軌道山下部車場布置消防材料庫，長度為5m，錨噴支護，掘進斷麵積7.8m2，淨斷麵積6.6m2。

　　消防材料庫主要存放密閉材料滅火材料，存放6個裝滿消防材料的礦車。消防材料的種類、數量一般考慮一個回采工作麵、采空區舊巷道回風巷、運輸巷其中一個失火地點的用量，具體參照《礦井防滅火規範》執行。

　　2.6.6 防水閘門

　　該礦井水文地質條件屬中等類型，根據礦井的實際情況，一采區開采時不考慮安設防水閘門或潛水電泵排水係統。

　　2.6.7 井下急救站

　　該礦屬小型礦井，井下不設急救站。

　　2.6.8 井下降溫係統硐室

　　該礦區內和鄰近礦井均未發現地溫異常區，地溫正常，不設井下降溫係統硐室。

　　2.6.9 井下避難硐室

　　設計一采區材料上山上部設置采區避難硐室，設計額定避險人數50人，長18m，寬5m，高2.8m。永久避難硐室沿岩層布置，采用拱形斷麵、錨網噴支護。詳見§13.1節。

　　2.6.10水泵房

　　在副斜井井底車場布置水泵房，長度為20m，錨噴支護，掘進斷麵積8.6m2淨斷麵積7.8m2。在水泵房旁布置主、副水倉。主、副水倉均采用錨網噴支護，主水倉長：30m，斷麵：7.54m2;副水倉長：25m，斷麵：7.54m2。在副斜井內敷設排水管道，選用水泵將礦井水排至地麵水處理池。

　　2.6.11其它硐室

　　爆破材料發放硐室：考慮礦井井田麵積小，礦井僅在地麵設炸藥庫和雷管室，井下不設爆破材料發放硐室。

　　§2.7 井上、下爆炸材料庫

　　2.7.1 地麵爆炸材料庫

　　1、服務範圍：主要為三德煤礦井下開采服務。

　　2、位置：

　　位置選擇在主斜井工業場地西麵，附近無民房，距工業場地約300m，運輸和使用都很方便，同時爆破材料庫選址地點要經過當地公安部門審批同意。

　　3、容量：

　　根據《煤礦安全規程》第300條規定，煤礦井下爆炸材料庫容量，最多不能超過10天的實際用量，即儲存量炸藥不得超過3噸，雷管不得超過10000發。

　　該礦炸約庫的設計容量為炸藥2.5噸，雷管8000發，采用半埋地式庫房。雷管必須放在距離炸藥25m以外的地點。

　　4、外部安全距離

　　根據平壩縣公安局審批同意的位置設立爆炸材料庫，距工業場地不小於300m。

　　5、安全防範措施

　　1)爆破器材庫房屋安全措施

　　(1)爆破器材庫應為平房，房屋宜為鋼筋混凝土梁柱承重，牆體應堅固、嚴密和隔熱，並注意合理的方位。

　　(2)爆破器材庫的門應為兩層，向外開，外層門應為鐵皮包覆的耐火門，裏層門應為柵欄門，儲存雷管的房屋應為金屬絲網門;門到庫房內任一點的距離不得超過1.5m，門的寬度不得小於1.4m，高度不得小於2.1m;門的外麵宜設門鬥，其麵積不得小於6m2。

　　(3)庫房應具有足夠的采光通風窗，庫房采光比為二十五分之一至三十分之一，窗門為二層，外層為包覆鐵皮的板窗門，內層為鐵柵欄;采光窗台距地板高度不小於1.8m。

　　(4)庫房內淨高不得小於3m。

　　(5)庫房地麵應平整、結實、無裂縫、防潮、防腐蝕，不得有鐵器之類的東西表露，雷管庫房的地板應鋪軟墊。

　　(6)庫房采用鋼筋混凝土屋蓋，房頂應有隔熱層。

　　2)爆破器材庫消防設施

　　(1)庫區內修建高位水池，蓄水池容量為50m3。消防水管接入爆破器材庫。

　　(2)消防水池距庫房的距離不大於l00m。

　　(3)爆破器材庫必須配備消防滅火砂箱，存砂量不小於0.5m3。

　　(4)必須配備消防滅火器(10L)，存量不小於5個。

　　3)爆破器材庫區的交通措施

　　(1)汽車運輸時速不得超過10km，庫房裝卸點的道路，冬季應有防滑措施;

　　(2)庫區主要運輸道路的縱坡坡度不宜大於6%。

　　4)爆破器材庫區的照明安全措施

　　(1)供電危險等級按1類供電場所設計，輔助建築物按一般供電場所設計。

　　(2)從庫區變壓器到各庫房的外部線路應采用鎧裝電纜埋地敷設或掛設，外部電氣線路禁止通過危險庫房的上空;

　　(3)庫房內安裝礦用防爆型照明燈具。

　　(4)照明線必須使用阻燃電纜，電壓不超過127V。嚴禁在儲存爆炸材料的硐室或壁槽內裝燈。

　　5)爆破器材庫區的通訊安全措施

　　庫區門衛通過電話直接和礦部總機聯係，庫區值班室與各崗樓之間應有光音響聯係。

　　6)爆破器材庫區的防雷裝置

　　爆破器材庫按一類建築物的防雷保護進行設計。必須采取妥善的防雷措施，以防止直接雷擊，雷電感應和雷電波的侵入。

　　(1)防止直擊雷，采用獨立避雷針保護，其接地電阻不大於10歐姆。各庫房必須完全位於避雷針的保護範圍以內。

　　(2)防止感應雷，在屋麵上明裝避雷網保護，其接地電阻不大於4歐姆，並將庫房所有金屬體接地與接地裝置相連。

　　(3)避雷針、避雷帶、引下線應鍍鋅或刷漆。

　　(4)避雷帶的引下線在距地麵1.8處設斷線卡。

　　(5)接地網埋設距牆1.5m，埋深0.8m，為了減少跨步電壓，出入口及人行道處應距牆3m，埋深1m。

　　(6)防雷裝置的所有接點，均應焊接。

　　7)爆破器材的收發和存儲安全措施

　　(1)新購進的爆炸材料應逐箱(袋)檢查包裝是否完好，並按規定做性能檢查。應建立收發流水帳，三聯式領用單和退料單製度，定期核對，做到帳物相符。按出廠日期和有效期的先後順序發放使用，對變質和性能不詳的爆破器材，不準發放。應在單獨的發放間發放和開箱，嚴禁庫內發放和開箱，開箱時不得使用產生火花的工具。嚴禁穿鐵釘鞋和易產生靜電的化纖衣服進入庫房和發放間。

　　(2)雷管必須放在貨架上，箱(袋)禁止迭放，箱子距貨架上層板的距離不得小於 4cm，貨架寬度不得超過兩個包裝箱(袋)的寬度，貨架之間的距離不得小於1.3m，貨架離牆的距離不得小於20cm。其它爆破器材應堆放在墊木上，各堆間距不小於1.3m，堆離牆的距離不得小於20cm，堆高不超過1.6m。庫房內不得存放與管理無關的工具和雜物;庫房內必須整潔防潮，通風良好，杜絕鼠害。

　　8)爆破器材庫區的警戒

　　庫區必須晝夜設警衛，加強巡邏，嚴禁無關人員入庫區。報警裝置、通訊、防雷裝置應每季檢查一次。發現爆破器材丟失、被盜，必須及時報告所在地的公安機關。

　　本節其餘未盡事宜遵照《煤礦用爆破器材管理規定》、《煤礦安全規程》和《爆破安全規程》執行。

　　(1)庫房必須設置在幹燥的地方，並應有良好的通風及防潮設施。

　　(2)庫房周圍，必須圍牆或鐵絲網，其高度不得少於2m，圍牆或鐵絲網距庫房的距離不得小於5m，並有人晝夜值班看守。

　　(3)必須裝設防雷電設備，即安裝避雷器。

　　(4)炸藥箱下必須加有200mm以上的墊木。

　　(5)炸藥和雷管必須分開存放，存放間距不得小於25m。

　　(6)爆炸材料庫周圍25m範圍內，不得用明火取暖，照明必須用防爆燈。

　　(7)接觸爆炸材料的人員，必須穿棉布式抗靜電衣服，嚴禁穿化纖衣服。

　　2.7.2 井下爆炸材料庫

　　該礦設計生產能力為15萬噸/年，由於井型小，不設井下爆炸材料庫，隻設地麵爆炸材料庫。

　　§2.8 安全出口

　　2.8.1 安全出口設置

　　1、礦井安全出口

　　該礦井根據開拓的具體布置，回風井作為專用回風井，主斜井、副斜井作為礦井井下通往地麵的二個安全出口，安全出口間的距離大於30m。井下各工作地點通過聯絡巷道分別與三條井筒相連。符合規程規定。

　　礦井在建設和生產過程中，必須加強礦井兩個安全出口的暢通，並經常進行檢查維修。保證絞車道行車不行人，行人不行車;保證人員通行時不影響礦井通風，在回風井安全出口內設置兩組閉鎖的正反向風門。安全出口應經常清理、維護，保持暢通。

　　在主斜井、副斜井及回風斜井內均設人行道，寬度500m。

　　2、采區安全出口

　　根據礦井開拓布置，該礦采用傾斜長壁采煤法，上煤組運輸上山、上煤組材料上山作為采區的二個安全出口。上煤組材料上山嚴格執行行車不行人，行人不行車安全措施。

　　3、采煤工作麵安全出口

　　采煤工作麵運輸巷及回風巷作為采煤工作麵的兩個安全出口，運輸巷及回風巷均布置在煤層中采用礦工鋼架棚支護。在采煤工作麵運輸巷及回風巷采用DZ22型單體液壓支柱打成托梁加強超前支護。

　　目前首采工作麵運輸巷、回風巷已經形成，當是巷道斷麵不符合行人要求，建議礦方擴大斷麵。

　　2.8.3 保證措施

　　1、井巷交叉地點必須設置路標，表明所在地點，指明通往安全出口的方向。井下工作人員必須熟悉通往安全出口的路線。

　　2、安全出口必須經常及時清理、維護，確保暢通。

　　3、傾斜巷道作安全出口通道，必須設置步行台階及扶手。

　　4、采煤工作麵必須保證2個安全出口，采麵上下口外20m巷道範圍內必須加強支護，其出口高度不得低於1.6m，確保安全出口暢通。

　　§2.9 礦山壓力及地質測量類儀表、設備配置

　　礦井必須對采掘工作麵及井巷進行礦壓觀測和井巷工程測量工作，並配備足夠數量的礦壓觀測及井巷工程測量儀器儀表。具體配置見表2-9-1。

　　表2-9-1 礦山壓力地質測量類儀表

　　§3 瓦斯災害防治

　　本安全專篇隻針對一采區，其它采區開采時將另行設計。

　　§3.1 瓦斯災害因素分析

　　3.1.1、瓦斯賦存狀況

　　1、瓦斯成分

　　1)瓦斯賦存狀態

　　瓦斯在煤體中存在的狀態有二種：一種叫遊離狀態，一種叫吸附狀態。在天然條件下，煤體中以吸附狀態貯存的瓦斯約占80-90%，以遊離狀態貯存的占10-20%，總體來說，瓦斯絕大部份是以吸附狀態存在的。

　　2)瓦斯成分

　　礦井瓦斯成分比較複雜，主要是甲烷(CH4)占80-90%，此外還有其他烷類如乙烷(C2H6)、丙烷(C3H8)、二氧化碳(CO2)和其他氣體，有些煤層瓦斯中還含有氫氣(H2)、一氧化碳(CO)、硫化氫(H2S)等氣體。該礦其瓦斯含量以CH4最多，其次為CO2、重烴。

　　2、礦井瓦斯等級

　　根據貴州省煤炭管理局文件黔煤生產字[2007]488號《對安順市煤礦2007年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複》：礦井絕對瓦斯湧出量為1.99m3/min，相對瓦斯湧出量為26.23m3/t。二氧化碳絕對湧出量為0.43m3/min，相對湧出量為2.88m3/t。瓦斯等級為高瓦斯。

　　3、瓦斯參數

　　根據對礦區內老窯、巷探、淺部煤層露頭的觀察鑒別和參考鄰區對龍潭組無煙煤的煤層風氧化帶寬度采用值，確定本區可采煤層，以煤層露頭線沿煤層傾斜方向平推50m作為風氧化帶下界。

　　4、礦井瓦斯含量

　　由於地質報告未提供瓦斯賦存、瓦斯湧出量、瓦斯梯度等資料。本次設計根椐《采礦設計手冊》煤層瓦斯含量計算經驗公式計算可采煤層瓦斯含量。

　　　6、煤層透氣性係數
　　　由於該礦儲量核實報告未提供煤層適氣性係數等相關瓦斯資料，本次設計無法計算煤層透氣性係數，建議礦方對煤層透氣性進行測定。
　　　7、煤（岩）與瓦斯（二氧化碳）突出危險性
　　　根據中國礦業大學對M8和M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定及黔煤呈生產字[2008]1078號文，黔能源煤炭[2011]610號文，M8煤層在開采+1305m水平以上不具有突出危險性，M9煤層在開采+1314m水平以上不具有突出危險性。M12和M14煤層沒有鑒定。
　　　根據黔安監管辦字[2007]345號文件《關於加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見》，礦井區屬煤與瓦斯突出危險區。該礦井一采區在M8、M9煤層鑒定不具有突出危險性的區域內按高瓦斯區域進行設計，未鑒定區域內按突出區域設計。礦井按煤與瓦斯突出礦井考慮。礦井必須做好防煤與瓦斯突出的措施，在建設和生產過程中必須嚴格執行《防治煤與瓦斯突出規定》的規定。礦井在在建設及生產過程中應注意煤與瓦斯的動力現象，特別是石門揭煤、煤巷掘進及采煤工作麵做好突出危險性預測，並采取相應的防突措施。
　　　8、其它有毒有害氣體情況
　　　礦井內的有毒有害氣體除了瓦斯外，還有一氧化碳、二氧化氮、二氧化硫、硫化氫等。其來源通常是爆破產生的炮煙、礦物氧化、火災、爆炸以及柴油機工作產生的廢氣等。以上各種氣體都可以通過利用便攜式儀器在現場快速測試。一氧化碳則主要是通過在井下的進回風巷中按規定安裝一定數量的一氧化碳傳感器來進行監測，其報警濃度為礦井允許的一氧化碳最高濃度，即0.0024%。
　　　采掘進工作麵風流中，氧氣濃度不低於20%，二氧化碳濃度不超過0.5%。
　　　井下其它有害氣體允許濃度不得超過下表規定：

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；
　　　（1）開采層相對瓦斯湧出量計算
　　　礦井開采的煤層為中厚煤層，一次采全高，按照AQ1018-2006標準附錄A按下式計算：
　　　Q1＝K1×K2×K3×（Wo—Wc）m /M
式中：
　　　Q1—開采煤層（包括圍岩）瓦斯湧出量，m3/t；
　　　K1—圍岩瓦斯湧出係數，取 1.30；
　　　K2—工作麵丟煤瓦斯湧出係數，K2=1/η，η為工作麵回采率，97%；
　　　K3—分區內準備巷道預排瓦斯對開采層煤體瓦斯湧出的影響係數。采用長壁後退式回采時，K3按下式確定：K3＝（L-2h）/L；
　　　L—工作麵長度，80m；
　　　h—巷道瓦斯排放帶寬度，10m；
　　　Wo—煤的原始瓦斯含量，m3/t；
　　　Wc—煤的殘存瓦斯含量，m3/t。
　　　各煤層殘存瓦斯含量見下表3-1-5。

　　　設計根據《礦井瓦斯湧出量預測方法（AQ1018－2006）》標準，采用分源預測法對礦井瓦斯湧出量進行預測，經預測M8煤層開采時礦井瓦斯湧出量最大，其中：采煤工作麵相對瓦斯湧出量為17.41m3/t、絕對瓦斯湧出量為4.96m3/min；2個煤巷掘進工作麵絕對瓦斯湧出量為2×0.32=0.64m3/min；礦井相對瓦斯湧出量為33.47m3/t，礦井絕對瓦斯湧出量為10.57m3/min，預測結果為高瓦斯。
　　　5、礦井瓦斯等級的確定
　　　根據貴州省煤炭管理局文件黔煤生產字[2007]488號《對安順市煤礦2007年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複》：礦井絕對瓦斯湧出量為1.99m3/min，相對瓦斯湧出量為26.23m3/t。二氧化碳絕對湧出量為0.43m3/min，相對湧出量為2.88m3/t。瓦斯等級為高瓦斯。
　　　設計根據《礦井瓦斯湧出量預測方法（AQ1018－2006）》標準，采用分源預測法對礦井瓦斯湧出量進行預測，經預測M8煤層開采時礦井瓦斯湧出量最大，其中：采煤工作麵相對瓦斯湧出量為17.41m3/t、絕對瓦斯湧出量為4.96m3/min；2個煤巷掘進工作麵絕對瓦斯湧出量為2×0.32=0.64m3/min；礦井相對瓦斯湧出量為33.47m3/t，礦井絕對瓦斯湧出量為10.57m3/min，預測結果為高瓦斯。
　　　與瓦斯等級鑒定結果相比，礦井絕對瓦斯湧出量預測結果比鑒定結果大，本設計以M8煤層的瓦斯湧出量作為礦井通風設計依據。
　　　設計按《防治煤與瓦斯突出規定》等要求，計算各煤層抽采達標後（設計考慮各煤層降到7.5 m3/t）各采麵工作麵、掘進工作麵等瓦斯湧出量（見表3-1-6、3-1-7）。根據突出鑒定報告，三德煤礦在M8煤層在開采+1305m水平以上不具有突出危險性，M9煤層在開采+1314m水平以上不具有突出危險性。但部分指標均超過單項指標臨界值，且測點相對集中，範圍小，且不明確範圍，瓦斯抽采方案仍按《防治煤與瓦斯突出規定》的要求進行設計。
　　　根據黔安監管辦字[2007]345號文件《關於加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見》，礦井礦區屬煤與瓦斯突出危險區。該礦井一采區在M8、M9煤層鑒定不具有突出危險性的區域內按高瓦斯區域進行設計，未鑒定區域內按突出區域設計。礦井按煤與瓦斯突出礦井考慮。
　　　6、從不同區域下同埋深分析研究礦井瓦斯湧出的變化規律
　　　由於礦井開采範圍小，可視為同一區域，因此隻對同埋深進行分析研究礦井瓦斯湧出的變化規律，不同煤層同一埋深上部煤層比下部煤層瓦斯湧出量小，同一煤層隨著開采深度的增加，礦井的瓦斯湧出量將會逐漸增大的變化規律。
　　　礦井投產初期，瓦斯主要來源於采掘工作麵；礦井生產中期，瓦斯湧出以回采為主，老空區占一定比例；礦井生產後期，老空區瓦斯占相當比重。同時，隨著開采深度的增加，不僅瓦斯湧出量增大，而且由於來自開采層及圍岩的瓦斯湧出量的增高，礦井的瓦斯平衡也會發生有規律的變化，采空區瓦斯的威脅越來越嚴重。礦井一般在淺部開采時，通風條件較好，瓦斯不易聚集。但隨著開采深入，尤其在深部，通風較困難，瓦斯易於聚集。因此，除加強機械通風、井下通風管理及瓦斯治理工作外，還應加強礦井安全監測監控工作。
　　　3.1.3、瓦斯災害治理措施選擇
　　　1、研究確定降低礦井瓦斯濃度的可能途徑
　　　1）加強通風是降低礦井瓦斯濃度的有效途徑
　　　根據q絕=Q×C%（式中：q絕為礦井或采區絕對瓦斯湧出量，m3/min；Q為礦井或采區總回風量，m3/min；C%為礦井或采區總回風流中的瓦斯濃度，%。）可知當加大礦井風量時瓦斯濃度降低。
　　　2）采取有效的瓦斯抽放是降低礦井瓦斯濃度的有效途徑。
　　　礦井範圍內的瓦斯儲量是一定的，當采取抽放措施後瓦斯含量減少，瓦斯濃度降低。
　　　3）地質構造帶及局部瓦斯地段采取可行的治理措施是降低礦井瓦斯濃度的有效途徑。
　　　2、瓦斯抽放率、抽放量計算
　　　礦井按有煤與瓦斯突出危險進行設計與管理，設計建立地麵永久性瓦斯抽放站，井下建立了高低負壓兩套抽放係統。
　　　本方案設計區域防突保護層暫時選擇M8煤層作為保護層開采，區域抽放主要采用底板穿層抽放（後期）和采、掘麵順層抽放等防突措施。
　　　該礦為突出礦井，在M8煤層在開采+1305m水平以上不具有突出危險性，M9煤層在開采+1314m水平以上不具有突出危險性。其他未鑒定標高以下按突出礦井設計，在開采各煤層時必須將煤層瓦斯含量降到8 m3/t（本次設計將瓦斯含量降到7.5 m3/t）以下。
　　　根據該礦井具體情況，設計高、低負壓抽放係統。在進行掘進、采煤工作麵之前，利用高負壓對煤層進行預抽，煤層預抽後瓦斯含量見表3-1-10。

　　井下各作業點的風量和風速既滿足《煤礦安全規程》第一百零一條的規定。又保證各作業點均有足夠的風量和合適的風速。並及時排出煤塵、炮煙，風速適宜，作業環境舒適。

　　建立永久及臨時測風站，測風氣度，根據需要調整風量。保證巷道及各用風地點適宜風速。

　　三、合理確定瓦斯異常區裝備、管理標準是防止瓦斯事故的有力措施

　　1、合理確定瓦斯異常區裝備是防止瓦斯事故的有力措施

　　根據黔府辦發〔2008〕83號文：《省人民政府辦公廳關於加強煤礦瓦斯治理和綜合利用工作的實施意見》，礦井必須實施瓦斯“零超限”管理。礦井采掘工作麵回風流中瓦斯濃度必須治理到0.8%以下才能作業。實施瓦斯“零超限”管理製度，發現井下瓦斯超限必須先撤出超限區域作業人員、切斷電源，進行處理。處理瓦斯超限必須製定專門措施，經礦總工程師(技術負責人)審批後，嚴格按措施組織實施;瓦斯超限要按未遂傷亡事故追查責任;瓦斯超限調查報告報縣煤管局備案，未組織調查或未上報備案的，一經查實按瓦斯超限作業處罰。

　　針對瓦斯來源的湧出量與湧出規律的特征，礦井瓦斯湧出的區域可分為回采區、掘進區和已采區。瓦斯來源是瓦斯治理的基本依據。根據瓦斯來源的差異裝備不同的設施、設備及采取不同的防治措施。

　　1)防止掘進巷道瓦斯積聚措施

　　在掘進巷道中最常見的瓦斯積聚形式有巷道頂板冒落空間和支架兩側背部及頂部空間的積聚等。防止瓦斯積聚除采用獨立通風外，還需要采取以下措施：

　　(1)加強通風，增加風速，保證一般瓦斯湧出情況下頂板風速不小於0.5m/s。

　　(2)當風速不能滿足要求時，在靠近瓦斯湧出階段，采用設置風幛、靠頂板掛傾斜擋板等措施，局部增加風速。

　　(3)及時封閉報廢的巷道和采空區，並防止聯接處瓦斯積聚。

　　(4)增加掘進巷道的供風量。

　　(5)掘進通風方式必須采用壓入式，掘進工作麵局部通風機和啟動裝置，必須安置在進風巷道中，距掘進巷道回風口不得小於10m。防止產生循環風，風筒口到掘進工作麵的距離不得大於5m。

　　(6)將冒落空洞進行填實，支架兩側及頂板、背板密實。

　　(7)局部通風機采用“雙風機，雙電源”的運行方式，並實現主備風機自動切換。局部通風機要保持連續運轉，不得隨意停開，並有專人負責，實行掛牌管理;並按《煤礦安全規程》第一百二十八、一百二十九條的規定，“安裝和使用局部通風機和風筒應遵守下列規定：

　　局部通風機采用“三專”的運行方式，並實現主備風機自動切換。局部通風機要保持連續運轉，不得隨意停開，並有專人負責，實行掛牌管理;安裝和使用局部通風機和風筒應遵守下列規定：

　　① 局部通風機必須由指定人員負責管理，保證正常運轉。

　　② 壓入式局部通風機和啟動裝置，必須安裝在進風巷道中，距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口間的巷道中的最低風速必須符合本規程第一百零一條的有關規定。

　　③ 高瓦斯礦井、煤(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出礦井、低瓦斯礦井中高瓦斯區的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯湧出的岩巷掘進工作麵正常工作的局部通風機必須配備安裝同等能力的備用局部通風機，並能自動切換。正常工作的局部通風機必須采用三專(專用開關、專用電纜、專用變壓器)供電，專用變壓器最多可向4套不同掘進工作麵的局部通風機供電;備用局部通風機電源必須取自同時帶電的另一電源，當正常工作的局部通風機故障時，備用局部通風機能自動啟動，保持掘進工作麵正常通風。

　　④ 其他掘進工作麵和通風地點正常工作的局部通風機可不配備安裝備用局部通風機，但正常工作的局部通風機必須采用三專供電;或正常工作的局部通風機配備安裝一台同等能力的備用局部通風機，並能自動切換。正常工作的局部通風機和備用局部通風機的電源必須取自同時帶電的不同母線段的相互獨立的電源，保證正常工作的局部通風機故障時，備用局部通風機正常工作。

　　⑤ 必須采用抗靜電、阻燃風筒。風筒口到掘進工作麵的距離、混合式通風的局部通風機和風筒的安設、正常工作的局部通風機和備用局部通風機自動切換的交叉風筒接頭的規格和安設標準，應在作業規程中明確規定。

　　⑥ 正常工作和備用局部通風機均失電停止運轉後，當電源恢複時，正常工作的局部通風機和備用局部通風機均不得自行啟動，必須人工開啟局部通風機。

　　⑦ 使用局部通風機供風的地點必須實行風電閉鎖，保證當正常工作的局部通風機停止運轉或停風後能切斷停風區內全部非本質安全型電氣設備的電源。正常工作的局部通風機故障，切換到備用局部通風機工作時，該局部通風機通風範圍內應停止工作，排除故障;待故障被排除，恢複到正常工作的局部通風後方可恢複工作。使用2台局部通風機同時供風的，2台局部通風機都必須同時實現風電閉鎖。

　　⑧ 每10天至少進行一次甲烷風電閉鎖試驗，每天應進行一次正常工作的局部通風機與備用局部通風機自動切換試驗，試驗期間不得影響局部通風，試驗記錄要存檔備查。

　　⑨ 嚴禁使用3台以上(含3台)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。”

　　⑩“使用局部通風機通風的掘進工作麵，不得停風;因檢修、停電、故障等原因停風時，必須將人員全部撤至全風壓進風流處，並切斷電源。

　　“恢複通風前，必須由專職瓦斯檢查員檢查瓦斯，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，方可由指定人員開啟局部通風機。”

　　(8)必須采用抗靜電、阻燃風筒。風筒需穿過風門等通風設施時，必須在通風設施中預埋鐵風筒，不用時將鐵風筒堵嚴，使用時將鐵風筒打開，將軟質風筒綁紮在鐵風筒上，使局部通風機停運時，保證通風設施不漏風，保證通風係統穩定。風筒采用專人管理維護檢查，風筒不得漏風，風筒必須采取措施進行吊掛。

　　(9)臨時停工的地點停風後應即時密閉，啟封密閉區等排放瓦斯必須由救護隊進行。

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

　　(11)掘進瓦斯的湧出治理

　　① 可采用濕潤煤體與灑水;

　　② 減少一次爆破量與爆破深度;

　　③ 采取間歇掘進但不停風;

　　④ 采用雙巷掘進;

　　⑤ 縮短獨頭掘進巷道的長度;

　　⑥ 加強通風，嚴格通風管理;

　　⑦ 限製掘進速度等措施。

　　2)防止回采工作麵瓦斯超限

　　回采工作麵的瓦斯湧出特征與湧出量是回采區治理瓦斯的基礎。

　　該礦井首采工作麵采用放炮落煤，以後接替工作麵采用采煤機割煤。首采工作麵煤層暴露麵最大，放炮時出現瓦斯湧出高峰，峰值可分為兩部分Q1和Q2。

　　Q1包括入風攜帶的瓦斯，煤壁湧出的瓦斯和采空區湧入回采工作麵的瓦斯等，這些是與采煤產量無直接關係的瓦斯湧出。

　　Q2與每次放炮的孔深、孔數，爆破區長度，煤的破碎程度及本煤層瓦斯含量有關。這些參數越高，瓦斯湧出量峰值就越大。Q2是與煤產量直接有關的瓦斯湧出。

　　回采工作麵采用“U”形通風係統，這種係統具有漏風小的優點，但在上隅角附近由於采空區湧出的瓦斯大部分在這裏集中，同時在此處風速低，風量不足，容易積存瓦斯而超限。主要形式有工作麵上隅角瓦斯集聚及頂板附近瓦斯層狀瓦斯集聚。

　　(1)經常測風，保證采煤工作麵的風量及風速滿足《煤礦安全規程》(第103條)的要求。

　　(2)在回采工作麵與回風巷的聯接處(上隅角)附近設置一道木板隔牆或帆布風幛，迫使一部分風流清洗上隅角，防止上隅角瓦斯積聚。

　　(3)在回采工作麵上隅角處設置便攜式瓦斯檢測報警儀，以檢查上隅角瓦斯情況。

　　(4)加強工作麵頂板正常支護，保證工作麵有足夠的通風斷麵。

　　(5)工作麵遇破碎帶、工作麵上下端頭要及時加強特殊支護，保證破碎帶、工作麵上下端頭有足夠的通風斷麵。

　　(6)缺失的支柱及時補齊，失效的支柱及時更換，防止工作麵局部冒頂及大麵積垮頂。

　　(7)及時清理工作麵的浮煤、散矸及雜物保證工作麵有足夠的通風斷麵。

　　(8)工作麵上隅角瓦斯的處理措施

　　采用采空區留管抽放方法進行瓦斯抽放，將高濃度瓦斯通過抽放管抽到地麵排放;在工作麵上隅角附近設置木板隔牆或帆布風障，迫使一部分風流流經上隅角，將積存瓦斯衝淡、排出;或將回鳳巷道後的聯絡眼密閉打開，並在回風巷設置調節風室或掛風簾，迫使一部分風流流經上隅角衝淡瓦斯後排出。

　　(9)頂板附近瓦斯層狀瓦斯集聚處理措施

　　若回采工作麵風速未能保證設計風速而小於1m/s，則容易使瓦斯浮於巷道頂板附近，形成一個比較穩定的帶狀瓦斯層，這即是瓦斯的層狀集聚。處理辦法是保證回采工作麵的設計風速，使瓦斯與風流能充分地紊流混合，衝淡及排出。

　　(10)突出危險工作麵(包括采掘工作麵)必須配備專職瓦斯檢員，跟班經常檢查瓦斯，並密切觀察突出預兆，監督檢查落實防突措施，當發現有突出預兆時，瓦斯檢查員有權停止作業，撒出人員。

　　3)已采區瓦斯的處理措施

　　(1)必須及時封閉已采區，並保證密閉質量，以控製其瓦斯湧出。

　　(2)應加強對采空區瓦斯的觀測與管理

　　已采區瓦斯湧出特點是隨著采止時間的增長，湧出量漸減;地麵大氣壓力變化必然引起礦井井下大氣壓力的變化，對瓦斯湧出有著密切的關係，其湧出量會隨之波動，氣壓降低時湧出量增大。因此大氣壓力變動季節加強對采空區瓦斯的觀測與管理。

　　(3)采取抽放措施

　　當老空區湧出量較大時，應進行抽放瓦斯，抽放這種瓦斯方法簡易，工程量小，容易奏效。

　　4)防止其它巷道瓦斯超限

　　(1)井下人員躲避硐及信號硐室或小絞車硐室等擴散通風距離不得超過6m，且巷道寬度不得小於1.5m，高度不得小於1.8m，並經常檢查其瓦斯是否超限。

　　(2)所有的巷道風速必須符合《煤礦安全規程》(第103條)的要求。

　　(3)對己報廢的巷道、硐室、或暫時不用的巷道、硐室，必須及時密閉，並設置警示牌，經常檢查密閉效果。

　　(4)對於巷道中的高冒區，采取搭建木垛充填高冒區，減少空間，防止瓦斯積聚。

　　(5)斷梁柝柱的巷道必須及時修理，確保巷道不垮落。

　　(6)臨時停風區必須按要求及時打好密閉，並懸掛警示牌。拆除臨時停風區密閉時必須根據臨時停風區瓦斯情況采取分級排放瓦斯措施進行瓦斯排放。

　　A：掘進工作麵因停風、停電巷道瓦斯不超過1%時，可由礦指定專人立即啟動局部通風機，恢複正常通風。

　　B：掘進工作麵因停風、停電巷道瓦斯超過1%，但不超過3%時，由礦製定安全技術措施，實施瓦斯排放。

　　C：掘進工作麵因停風、停電巷道瓦斯超過3%時，必須由專業礦山救護隊實施瓦斯排放工作。

　　D：啟封密閉工作，必須由專業救護隊實施。

　　(7)巷道貫通

　　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。並用鑽機先打1個直徑200mm的瓦斯排放孔。

　　② 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。掘進的工作麵每次爆破前，必須派專人和瓦斯檢查工共同到停掘的工作麵檢查工作麵及其回風流中的瓦斯濃度，瓦斯濃度超限時，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1.0%以下時，掘進的工作麵方可爆破。每次爆破前，2個工作麵入口必須有專人警戒。

　　③ 貫通後，必須停止采區內的一切工作，立即調整通風係統，風流穩定後，方可恢複工作。

　　④ 有水患的巷道貫通前必須加強排水工作，確認無水患後才能貫通。

　　2、嚴格管理標準是防止瓦斯事故的有力措施

　　1)嚴格瓦斯檢查製度

　　(1)礦井必須建立嚴格的瓦斯及其它有害氣體的檢查製度。配齊瓦檢員及配足瓦檢器，瓦檢器必須進行定期校驗。瓦檢員必須經煤礦安全監查局授權的有資質的機構培訓合格並取得資質證後方可持證上崗。

　　(2)礦井必須建立安全議器儀表檢查製度。建立礦井安全監測監控係統，具體設計見第十章。

　　(3)建立完備的瓦斯和其它氣體檢查製度。礦長、礦技術負責人、爆破工、采掘(區)隊長、通風(區)隊長、工程技術人員、班長、安全監測工、流動電鉗工下井時，必須攜帶便攜式甲烷檢測儀或報警礦燈。瓦斯檢查工必須攜帶便攜式甲烷檢測儀或便攜式光學甲烷檢測儀。

　　(4)建立完備的通風設施和通風係統的檢查製度。配備足夠數量的通風安全檢測儀表，儀表必須由國家授權的安全儀表計量檢驗單位進行檢驗。

　　(5)所有采掘工作麵、硐室、使用中的機電設備的設置地點、有人員作業的地點都應納入檢查範圍。采掘工作麵必須固定專人經常檢查瓦斯濃度;有煤(岩)與瓦斯突出危險的采掘工作麵，有瓦斯噴出危險的采掘工作麵和瓦斯湧出量較大、變化異常的采掘工作麵，設專人經常檢查，並安設甲烷斷電儀。井下停風地點柵欄外風流中的瓦斯濃度每天至少檢查1次，擋風牆外的瓦斯濃度每周至少檢查1次。

　　(6)瓦斯檢查人員執行瓦斯巡回檢查製度，並認真填寫瓦斯檢查班報表。每次檢查結果必須記入瓦斯檢查班報手冊和檢查地點的記錄牌上，並通知現場工作人員。通風值班人員必須審閱瓦斯班報，掌握瓦斯變化情況，發現問題及時處理，並向礦調度室彙報。通風瓦斯日報必須送礦長、礦技術負責人審查並簽字，並實行班報、日報、瓦斯手冊三對口。

　　礦井總回風巷或一翼回風巷中瓦斯或二氧化碳濃度超過0.70%時，必須立即查明原因，進行處理。采區回風巷、采掘工作麵回風巷風流中瓦斯濃度超過0.8%或二氧化碳濃度超過1.5%時，必須停止工作，撤出人員，采取措施，進行處理。

　　采煤工作麵瓦斯湧出量大於或等於20m3/min、進回風巷道淨斷麵8m2以上,經抽放瓦斯達到《煤礦瓦斯抽采基本指標》的要求和增大風量已達到最高允許風速後，其回風巷風流中瓦斯濃度仍超過0.8%時，由企業主要負責人審批後，可采用專用排瓦斯巷。

　　采掘工作麵及其他作業地點風流中瓦斯濃度達到0.8%時，必須停止用電鑽打眼;爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到0.8%時，嚴禁爆破。采掘工作麵及其他作業地點風流中、電動機或其開關安設地點附近20m以內風流中的瓦斯濃度達到1.5%時，必須停止工作，切斷電源，撤出人員，進行處理。

　　采掘工作麵及其他巷道內，體積大於0.5m3的空間內積聚的瓦斯濃度達到2.0%時，附近20m內必須停止工作，撤出人員，切斷電源，進行處理。對因瓦斯濃度超過規定被切斷電源的電氣設備，必須在瓦斯濃度降到0.8%以下時，方可通電開動。采掘工作麵風流中二氧化碳濃度達到1.5%時，必須停止工作，撤出人員，查明原因，製定措施，進行處理。

　　(7)采、掘工作麵當班班長必須攜帶便攜式甲烷檢測儀，在采煤工作麵回風上隅角或掘進迎頭不大於5m處懸掛便攜式甲烷檢測儀，一旦出現瓦斯湧出異常現象，立即停止作業、撤出人員、切斷電源，向礦領導、調度室彙報，製定專門措施處理。

　　(8)采掘工作麵必須固定專人經常檢查瓦斯濃度;並定期檢查一氧化碳濃度、氣體溫度的變化。

　　2)加強瓦斯監測

　　(1)設計在井下各采煤工作麵、煤巷掘進頭等瓦斯聚集地點，設置瓦斯監測報警裝置，從礦井地麵監控室內可連續監測礦井瓦斯變化情況。

　　(2)礦井配備足夠的瓦斯檢測儀器檢測。

　　(3)采掘工作麵當班班長必須攜帶便攜式瓦斯監測報警儀，在采煤工作麵上隅角或掘進迎頭不大於5m處，瓦斯湧出現象(大於0.8%時)，立即停止作業;采掘工作麵風流中的瓦斯濃度達到1.5%時，必須停止工作，切斷電源，撤出人員，彙報領導，製定措施處理。

　　(4)在井巷施工或礦井生產中，應測定煤層瓦斯含量及有關參數，以便對礦井的瓦斯預測和通風設計進行必要的修改。

　　3)瓦斯排放分級管理製度

　　(1)巷道瓦斯濃度超過0.8%，不超過1.5%時，由通風部門值班領導製定措施，可由瓦斯檢查員按措施排放。

　　(2)瓦斯濃度在1.5%～3.0%時，由通風部門負責組織編製措施，經通風部門技術負責人批準，指派現場負責人，並組織排放。

　　(3)瓦斯濃度超過3%，由通風部門編製措施，礦總工程師批準，並組織排放。通風、安全、生產、機電、救護等部門派人參加排放。

　　(4)排放瓦斯回風流巷道撒人、停電，並安排所有通向回風巷岔口站崗。

　　四、嚴格執行瓦斯管理製度

　　礦井瓦斯治理應以“一通三防”為基礎，堅持“先抽後采、監測監控、以風定產”的煤礦瓦斯治理方針，著力構建“通風可靠、抽采達標、監控有效、管理到位、隱患排除、綜合利用”的煤礦瓦斯治理與綜合利用工作體係。

　　新采區投產前，必須完成抽采鑽孔、抽采巷道和有關設備安裝等瓦斯治理工程，具備瓦斯治理的各項功能和條件，否則不許投產。

　　煤礦企業要嚴格履行瓦斯隱患排除的主體責任，主要負責人是第一責任人，負責瓦斯隱患排查所需要經費和物資的落實，總工程師是具體責任人，負責組織瓦斯隱患排除和落實隱患排除工作。

　　實施瓦斯“零超限”管理製度，礦井采掘工作麵回風流中瓦斯濃度必須治理到0.8%以下才能作業，發現井下瓦斯超限必須先拆出該區域作業人員、切斷電源、進行處理。

　　1)礦井總回風巷中瓦斯、二氧化碳濃度超過0.7%時，必須立即查明原因，進行處理。

　　2)采掘工作麵回風巷風流中的瓦斯濃度超過0.8%時或二氧化碳濃度超過1.5%時，必須停止工作，撤出人員，采取措施，進行處理。

　　3)采掘工作麵及其它作業地點風流中瓦斯濃度達到0.8%時，必須停止用電鑽打眼;爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到0.8%時，嚴禁爆破;采掘工作麵及其它作業地點風流中、電動機或開關安設地點20m以內風流中的瓦斯濃度達到1.5%時，必須停止工作，切斷電源，撤出人員，進行處理。

　　4)采煤、掘進工作麵及其它巷道內，體積大於0.5m3及空間內積聚的瓦斯濃度達到2.0%時，附近20m內必須停止工作，撤出人員，切斷電源，進行處理。

　　5)采煤、掘進工作麵風流中二氧化碳濃度達到1.5%時，必須停止工作，撤出人員，查明原因，製定措施，進行處理。

　　6)局部通風機因故停止運轉，在恢複通風前，必須首先檢查瓦斯濃度，隻有停風區中最高瓦斯濃度不超過0.8%和最高二氧化碳濃度不超過1.5%，且在局部通風機及開關附近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，恢複正常通風。

　　7)建立健全瓦斯、二氧化碳和其他有害有害氣體檢查製度，確保瓦斯不超限，嚴禁瓦斯超限作業。

　　(1)及時選送人員參加瓦斯檢查員培訓與學習，穩定瓦斯檢查員隊伍，並持證上崗。

　　(2)突出礦井的采、掘工作麵設置專職瓦斯檢查員，隨時檢查工作麵的瓦斯;其他地點設置區域瓦斯檢查員，每班檢查瓦斯不少於三次。

　　(3)瓦斯檢查員提前進班，嚴格按照瓦斯檢查操作程序檢查作業地點的瓦斯，隻有當瓦斯濃度低於0.8%或二氧化碳低於1.5%時，方可通知作業人員進入作業地點工作。

　　(4)定期檢查一氧化碳濃度和氣體溫度等情況，嚴防煤層、采空區等地點自燃發火。

　　(5)通風瓦斯日報表必須送礦長、礦技術員審閱，對重大的通風、瓦斯問題應製定措施，進行處理。

　　五、防止災害擴大

　　1)礦井主要通風機反轉即可進行反風，井下各通風構築物均按反風要求設置，滿足井下災害發生時全礦井反風需要，減少災害損失。

　　2)主要通風機出風井口安裝防爆門，防止爆炸事故發生後通風機損壞，影響礦井通風。

　　3)加強職工安全教育，下井人員必須佩帶自救器，熟悉井下避災路線。

　　4)設計在主要運輸石門、回風巷、采麵進風巷、采麵回風巷、掘進巷道設隔爆水棚。防止爆炸擴大為全礦性災難，使災害損失減至最小。

　　5)對於有煤與瓦斯突出危險性的礦井，為了防止掘進工作地點發生煤與瓦斯突出時，衝擊其它工作地點、大範圍破壞礦井主要通風係統，在石門和煤巷掘進工作麵進風側設置防突風門，以控製突出時瓦斯能沿回風道流入回風係統。

　　6)設計在采煤工作麵、掘進工作麵均設置避災硐室，采區設置采區避難所。在采、掘工作麵進回風巷距工作麵20～40m處各設置一個壓風自救站，具體布置見壓風自救係統圖。使發生災難事故後井下人員能夠避難使人員傷亡減至最小。

　　六、礦井必須建立建立安全儀器儀表及重大安全設施的檢測檢驗製度，保證正常使用

　　1)安全儀器儀表檢測檢驗製度

　　(1)所有的安全儀器儀表必須固定專人管理和使用。

　　(2)安全儀器儀表必須定期進行檢測檢驗，過期不檢測檢驗或檢測檢驗不合格的儀器儀表不得繼續使用。

　　(3)礦井主管部門應根據實際情況製定儀器儀表檢測檢驗細則，並監督執行。

　　2)重大安全設施的檢測檢驗製度

　　(1)礦安全技術管理部門每年初必須編製重大安全設施的檢測檢驗計劃，並按計劃組織或監督實施。

　　(2)重大安全設施在檢測檢驗前必須由礦技術部門編製安全技術措施，技術措施中必須明確施工負責人、技術負責人、檢測檢驗方法、技術標準等要求，並經礦總工程師批準後嚴格按措施實施。

　　3.2.2、控製和消除引爆火源

　　1、防止爆破引燃瓦斯

　　為防止爆破引燃瓦斯，放炮必須嚴格遵守井下爆破的有關規定，同時嚴格執行以下措施：

　　1)采掘進工作麵必須使用取得產品許可證安全等級不低於三級的煤礦許用含水炸藥和煤礦許用雷管。

　　2)掘進工作麵應采用毫秒爆破。使用煤礦許用毫秒電雷管時，最後一段的延期時間不得超過130毫秒。

　　3)炮眼封泥應用水炮泥，水炮泥外剩餘的炮眼部分，應用粘土炮泥封實。

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

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

　　6)放炮母線、連接線和電雷管腳線必須相互扭緊並懸掛，不得同軌道、金屬管、鋼絲繩、刮板輸送機等導電體相接觸。

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

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

　　9)放炮時，應采用正向起爆，嚴禁放炮母線有明接頭，嚴禁裸露放炮母線。

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

　　11)嚴格執行《規程》中關於爆破材料(第320條)和井下放炮的各條規定(第323~332條)，且按礦井瓦斯等級選用煤礦許用的炸藥和雷管。

　　2、防治自燃措施

　　根據貴州省煤田地質局實驗室2008年9月17日提供的M8和M9煤層自燃傾向性鑒定報告：M8和M9煤層為三類不易自燃煤層，M12和M14煤層沒有鑒定。

　　一采區按煤層自燃傾向性為三類進行設計和管理。

　　1)開拓開采方麵的措施

　　針對煤層自燃發火情況，開采時，主斜井、副斜井、回風斜井均布置在M8煤層頂板岩層中，采用錨噴支護。煤層巷道盡可能布置在卸壓範圍內。

　　回采巷道均布置在煤層中，采用不可燃的錨網支護。

　　礦井開采時，要注意觀察，加強自燃征兆的早期識別工作。采煤方法對自燃發火的影響主要表現在煤炭回收率的高低、回采時間的長短上。該礦采用走向長壁後退式采煤法，回采率高，巷道布置簡單。頂板管理采用全部垮落法，人工清掃浮煤，盡量使工作麵回采率提高。采煤工作麵回采結束後，必須在45天內進行永久性封閉。綜合防治，有很高的防火安全性。

　　合理的采煤方法能夠提高礦井先天的抗自燃發火能力，多年來的實踐表明，降低煤層自燃發火的可能性要從以下幾個方麵著手：

　　(1)少丟煤;

　　(2)控製礦山壓力，減少煤柱破裂;

　　(3)合理布置采區;

　　(4)回采時應盡量避免過分破碎煤體;

　　(5)加快工作麵的回采速度，使采空區熱源難於形成;

　　(6)及時密閉已采區和廢棄的舊巷;

　　(7)注意選擇回采方向，不使采區回風巷過分受壓或長時間維護在煤柱裏。

　　2)通風方麵的措施

　　通風因素的影響主要表現在采空區，煤柱和煤壁裂隙漏風，漏風就是向這些地點供氧，促進煤的氧化自燃。采空區麵積大，漏風量相當大，但風速低，散熱作用差，在工作麵的兩巷(回采工作麵的運輸巷和回風巷)一線(停采線)，過斷層地帶，煤層變薄跳麵的地方有大量的浮煤堆積，最易發生自燃。所以每一回采工作麵回采完畢必須立即進行封閉，以減少浮煤堆積地點的漏風量，防止自燃。良好的通風係統可以在很大程度上控製自然火災的發生。為防止煤層自燃，該礦在通風方麵采取如下措施：

　　(1)該礦井在開采過程中，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;

　　(2)調節風門、風門應設置在圍岩堅固、地壓穩定的地點，還應避免引起采空區或煤柱裂隙漏風量的增大;

　　(3)采取措施，降低采區進回風巷之間兩端的負壓差，以減少漏風;

　　(4)風門、調節風門之間的距離留有較大的餘地;

　　(5)設置雙向風門，礦井可實現反風，以防火災事故擴大;

　　(6)實現風門閉鎖，使一組風門不能同時敞開，確保風流穩定。

　　3)監測方麵的措施

　　(1)人的感官可以察覺的自燃征兆

　　① 巷道中出現霧汽或巷壁汗“掛汗”;

　　② 風流中出現火災氣味，如煤油味、鬆香味、臭味等;

　　③ 從煤炭自燃點流出的水和空氣較正常的溫度高;

　　④ 當空氣中有毒有害氣體濃度增加時，人們有不舒服的感覺，如頭痛、頭暈、精神疲乏等。

　　(2)儀表檢測

　　有下列情況之一者，定為自燃發火：

　　① 煤炭自燃出現明火、火災煙霧、煤油味等;

　　② 煤炭自燃使環境空氣、煤層圍岩及其它介質溫度升高並超過70℃;

　　③ 采空區或風流中出現一氧化碳(CO)，其濃度已超過礦井實際統計的臨界指標，並有上升趨勢。

　　有下列情況之一者，定為自燃發火隱患：

　　① 采空區或井巷風流中出現一氧化碳，其發生量呈上升趨勢，但尚未達到礦井實際統計的臨界指標;

　　② 風流中出現二氧化碳(CO2)，其發生量呈上升趨勢，但尚未達到礦井實際統計的臨界指標;

　　③ 煤炭、圍岩及空氣和水的溫度升高，並超過正常溫度，但尚未達到70℃;風流中氧(O2)濃度降低，其消耗量呈上升趨勢。

　　本設計對該礦可采各煤層按不易自燃煤層進行設計(Ⅲ級)，防止井下火災主要針對礦井井下的外因火災。

　　3、電氣防爆措施

　　1)供電電壓在127V以上的電氣設備選用隔爆型，監控、通訊、儀表、人員定位係統選用本質安全型。

　　井下使用的電氣設備，在下井前必須檢查其“產品合格證"、“防爆合格證”、“煤礦礦用產品安全標誌”及安全性能，檢查合格後，方能下井使用。

　　不同地點電氣設備的選用，必須滿足《煤礦安全規程》第四百四十四條的規定，即

　　* 使用架線電機車運輸的巷道中及沿該巷道的機電設備硐室內可以采用礦用一般型電氣設備(包括照明燈具、通信、自動化裝備和儀表、儀器);

　　** 煤(岩)與瓦斯突出礦井的井底車場的主泵房內，可使用礦用增安型電動機;

　　*** 允許使用經安全檢測鑒定，並取得煤礦礦用產品安全標誌的礦燈。

　　普通型攜帶式電氣測量儀表，必須在瓦斯濃度1.0%以下的地點使用，並實時監測使用環境的瓦斯濃度。

　　2)井下電纜的選用，應滿足：

　　(1)必須選用經檢驗合格的並取得煤礦礦用安全標誌的阻燃電纜;

　　(2)嚴禁采用鋁包電纜;

　　(3)電纜主線芯的截麵積應滿足供電線路負荷的要求。

　　(4)供電電壓在127V以上的供電電纜選用礦用阻燃銅芯電纜;監控、通訊、人員定位係統選用專用監控、通訊電纜。

　　3)井下電氣設備的安裝、使用

　　(1)井下電氣設備不得有失爆現象，一旦出現失爆應及時更換和維修;

　　(2)為井下供電的變壓器中性點不得接地;

　　(3)電纜連接必須采用經檢驗合格的接線盒進行連接;

　　(4)井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線。

　　(5)電氣設備必須按完好標準進行安裝與檢修，不完好的電氣設備不得下井或在井下繼續使用。

　　(6)電纜接頭杜絕“雞爪子”、“羊尾巴”、“明接頭”。

　　(7)井下嚴禁帶電檢修、搬遷電氣設備。

　　(8)局部通風機開關設置風電、瓦斯電閉鎖裝置。

　　(9)嚴禁在井下折卸、敲打、撞擊礦燈。

　　4)井下電氣設備的保護

　　(1)礦用隔爆型高壓真空配電裝置具有過載保護、短路保護、失壓脫扣保護、斷相保護和漏電保護等功能;

　　(2)低壓磁力起動器具有過載保護、短路保護、低電壓保護和失壓保護等功能;

　　(3)礦用隔爆型移動變電站具有漏電保護、漏電閉鎖、過載保護、短路保護和欠電壓保護等功能;

　　(4)礦用隔爆型煤電鑽綜合控製裝置具有短路保護、過載保護、漏電保護、遠距離停送電等功能;

　　(5)礦用隔爆型照明綜合控製裝置具有短路保護、漏電動作及電纜絕緣危險指示功能。根據配電網絡的最大三相短路電流校驗開關設備的分斷能力和動、熱穩定性以及電纜的熱穩定性;用最小兩相短路電流校驗保護裝置的可靠動作係數。

　　(6)井下設有完整的接地係統，電氣設備的金屬外殼和構架必須進行保護接地，接地網任一保護接地點測得的接地電阻值不超過2歐姆，每一移動式和手持式電氣設備至局部接地極之間的接地線的電阻值，不得超過1歐姆。局部接地極、輔助接地極及其連接母線，均按規程規範要求和設計文件要求安裝敷設和運行管理。

　　(7)井下高壓電動機、動力變壓器的高壓控製設備，應具有過負荷保護、短路保護、接地和欠壓釋放保護。井下由采區變電所、移動變電站或配電點引出的饋電線上應裝設短路、過負荷和漏電保護裝置，以防止井下電氣著火事故的發生。低壓電動機的控製設備，應具備短路、過負荷、單向斷線、漏電閉鎖保護裝置及遠程控製裝置。

　　(8)對容易碰到的、裸露的帶電體及機械外露的轉動和傳動部分必須加裝擴罩或遮欄等防護設施。

　　4、防止撞擊產生火花的措施

　　1)防止機械摩擦產生火花;

　　2)防止斜井絞車道掉道、跳銷、斷繩跑車;

　　3)嚴禁手鎬落煤;

　　4)嚴禁幹式打眼;

　　5)防止礦車相向撞擊或追尾撞擊。

　　5、防止產生引燃(爆)火源(明火)的措施

　　防止瓦斯引燃的原則，堅決禁絕一切非生產熱源，生產中可能產生的熱源，必須嚴格管理和控製。

　　1)嚴禁攜帶煙草和點火物品下井;嚴禁穿著化纖衣服;井下需要進行電焊、氣焊和噴燈焊接時，應嚴格遵守有關規定。

　　2)井下禁止使用燈泡、電爐取暖，禁止打開礦燈，井口房、通風機房、瓦斯抽放泵房周圍20m內禁止使用明火。

　　3)防止機械摩擦產生火花。

　　4)高分子聚合材料製品，如風筒容易因摩擦而積聚靜電，當其靜電放電時，可能引燃瓦斯、煤塵或發生火災。因此井下應采用無靜電、難燃的聚合材料製品。

　　5)井下所有電氣設備必須符合《煤礦安全規程》規定要求。

　　6)掘進工作麵局部通風機采用“三專"供電，並嚴格實行雙風機雙電源運行方式，同時主備風機能自動切換，局部通風機與掘進工作麵電氣設備實現風電、瓦斯與電閉鎖。

　　7)井下發生外因火災，應即滅火並及時隔離。

　　3.2.3、地麵儲、裝、運等輔助生產係統防爆措施

　　地麵的生產係統比較簡單，原煤從主井運出地麵後由小型轉載膠帶運輸機分品種運至煤倉，再裝車外運。煤在煤倉中為露天堆放，煤中所殘存的瓦斯直接進入空氣中，采取以下措施：

　　1)主井運輸膠帶機及小型轉載膠帶運輸機的電氣設備、照明設用具采用防爆型，所用電纜采用礦用阻燃電纜;

　　2)設計在地麵運輸線及煤倉處安裝完善的消防灑水設施。

　　§3.3 隔爆措施

　　根據貴州省煤田地質局實驗室2008年9月17日提供的M8和M9煤塵爆炸危險性鑒定報告：M8、M9煤層均為煤塵無爆炸性。M12、M14煤層沒有鑒定，本次設計按照煤塵沒有爆炸性進行設計。

　　3.3.1、隔爆水棚(水槽、水袋)

　　該礦M8、M9煤層均為煤塵無爆炸性。隔爆水棚按隔絕瓦斯爆炸的保護範圍，分為主要隔爆棚和輔助隔爆棚，隔爆水棚是由架設於巷道頂部充滿水的水槽或水袋組成，本設計采用水袋棚設置主要隔爆水棚和輔助隔爆水棚。

　　一、水棚的結構

　　水棚是由架設於巷道頂部充滿水的水袋組成，水柵由吊掛裝置、水袋、充水裝置等組成。主要水袋棚選用60L的塑料水袋，其型號為GBSD-60，其長×寬×高=900×400×250mm;輔助水棚選用40L的塑料水袋，其型號為GBSD-40，其長×寬×高=600×400×250mm。

　　二、水棚的計算與布置

　　1、主要水棚的計算

　　三、水棚的計算與布置

　　1、主要水袋棚

　　1)水袋選擇：該礦井選用60L的水袋，其型號為GBSD-60，其長×寬×高=900×400×250mm

　　2)水袋的計算與布置

　　布置方式的確定：水袋懸掛於巷道頂部。

　　2)水袋的計算

　　(1)總水量

　　G1=gS=400×6=2400L

　　G2=gS=400×5.6=2240L

　　G3=gS=400×6.3=2520L

　　式中：

　　G——總水量(L);

　　g——主要水棚按每平方米巷道需水量,g=400(L/m2)

　　S——巷道斷麵(m2),設計淨斷麵。

　　(2)單架水袋棚水量

　　Gn=VN=60×2=120L

　　式中：

　　Gn——每架水棚水量(m3)

　　V—每個水袋的水量V=60L

　　N---單架水袋個數，取2。

　　(3)水袋架數

　　N1=G1/ Gn=2400/120=20(架);

　　N2=G2/ Gn=2240/120=18.7(架)，取19;

　　N3=G3/ Gn=2520/120=21(架);

　　(4)水棚棚區長度

　　L1=(N-1)C+0.4=(20-1)×1.6+0.4=30.8m。

　　L2=(N-1)C+0.4=(19-1)×1.7+0.4=31m。

　　L3=(N-1)C+0.4=(21-1)×1.5+0.4=30.4m。

　　式中：

　　L——水袋棚區長度，m;

　　C——水袋棚間距， m。

　　2、輔助水袋棚計算

　　1)水袋選擇：該礦井選用40L的塑料水袋，其型號為GBSD-40，其長×寬×高=600×400×250mm

　　2)水袋的計算與布置

　　布置方式的確定：水袋懸掛於巷道頂部。

　　3)水袋的計算

　　(1)總水量

　　G=gS=200×6.3=1260L

　　式中：

　　G——總水量(L);

　　g——主要水棚按每平方米巷道需水量,g=200(L/m2)

　　S——巷道斷麵(m2)。

　　(2)單架水袋棚水量

　　Gn=VN=40×2=80L

　　式中：

　　Gn——每架水棚水量(m3)

　　V—每個水袋的水量V=40L

　　N---單架水袋個數N=2。

　　(3)水袋架數

　　N=G/ Gn=1260/80=15.8(架)，取16架

　　(4)水棚棚區長度

　　L=(N-1)C+0.4=(16-1)×1.5+0.4=22.9m

　　式中：

　　L——水袋棚區長度，m;

　　C——水袋棚間距，取C=1.5m。

　　3、水袋的布置斷麵驗算

　　1)要求：斷麵積S<10m2時，a=nB/L×100%≥35%;

　　斷麵積S<12m2時，a=nB/L×100%≥60%;

　　斷麵積S<12m2時，a=nB/L×100%≥65%;

　　式中：n—排棚上的水袋個數;

　　B—水棚迎風斷麵寬度;

　　L—水棚所在巷道斷麵寬度;

　　2)巷道斷麵均小於10m2，按照下列要求進行隔爆水袋驗收：

　　(1)主要隔爆水棚： a1=nB/L×100=2×900/2700×100%=67%≥35%;

　　a2=nB/L×100=2×900/2600×100%=69%≥35%;

　　a3=nB/L×100=2×900/2800×100%=64%≥35%;

　　(2)輔助隔爆水棚：

　　a=nB/L×100=2×600/3050×100%=39%≥35%;

　　由上可知，隔爆水棚符合設計要求。

　　4、水棚的布置

　　該礦井利用井下消防灑水係統，在水棚附近管路上安裝閘閥、接膠管向水棚供水。

　　1) 布置地點選擇原則

　　主要水棚安設地點：主斜井、副斜井、回風斜井。

　　輔助水棚安設地點：1181運輸巷、1181回風巷、1182運輸巷、1182回風巷。

　　2)水棚布置方式

　　分為集中式和分散式，本設計采用集中式布置。

　　4、隔爆水棚設置位置

　　① 水棚應設置在直線巷道內;

　　② 與巷道交叉口、轉彎處的距離須保持50-75m，與風門的距離>25m;

　　③ 第一排集中式水棚與工作麵的距離必須保持60-200m，;

　　④ 在應設輔助隔水棚的巷道應設多組水棚，每組間距不大於200m;

　　5、水棚排間距與水棚的棚間長度

　　1)集中式水棚排間距為1.2～3.0m，兩個袋組的間距為10～30m。

　　2)集中式主要水棚棚間長度不小於30m，集中式輔助水棚棚區長度不小於20m。

　　水棚具體設置地點詳見下表3-3-1。

　　3-3-2運/風巷輔助隔爆水棚圖

　　6、水棚給水係統

　　1)水柵給水係統

　　利用井下消防灑水係統進行給水。在安裝水柵各處的井下消防灑水係統管道上分別接一個三通及D25的支管和閘閥。水柵需要加水時用一根8分的橡膠管，一端接在D25的支管上，另一端與需要加水的水袋相接，打開D25的閘閥就可以對水袋進行給水。

　　2)水柵的管理與維護

　　(1)隔爆設施固定專人管理與維護，每周至少檢查一次隔爆設施的安裝地點、數量、水量及安裝質量是否符合要求。發現問題及時處理。

　　(2)水棚區內供水管、水管接頭、充水軟管應經常保持完好，並隨時補充水袋中的水量。

　　(3)損壞的水袋必須及時更換。

　　(4)及時清除水棚表麵煤塵、雜物。

　　(5)每周至少檢查一次隔爆設施柵區內巷道變形情況，發現異常情況及時進行處理。

　　§3.4 瓦斯抽采

　　3.4.1、礦井瓦斯儲量

　　1、瓦斯儲量

　　1)瓦斯儲量計算範圍

　　礦井可采煤層煤層及受采動影響的圍岩。

　　2)瓦斯儲量

　　礦井瓦斯儲量按下式計算：

　　　2、瓦斯抽采
　　　1）抽采瓦斯的必要性
　　　礦井通風中，加強通風是處理瓦斯的最有效方法，而當瓦斯湧出量大於通風所能解決的瓦斯湧出量時或采用通風方法不合理時，就應當采取抽放瓦斯措施，對於局部區域的瓦斯超限（如采麵上隅角等處），采用通風方法可能無法解決瓦斯問題或采用通風方法不合理時，也必須采取瓦斯抽放措施，減輕通風壓力。
　　　根據國家安全生產監督管理局和國家煤礦安全監察局第5號令第十條，高瓦斯礦井應有瓦斯抽放措施，並裝備安全監控係統；並根據貴州省煤安局關於高瓦斯、突出礦井必須建立瓦斯抽放係統的規定，建立瓦斯抽放係統十分必要。
　　　另外，從資源利用和環保的角度看，瓦斯是一種優質潔淨的能源，將抽出的瓦斯加以利用，可以變害為寶，改善能源結構，保護大氣環境，取得顯著的經濟效益和社會效益。從資源利用和環保的角度看，也有必要進行瓦斯抽采，變被動為主動開發。
　　　瓦斯抽放旨在保障礦井安全生產，同時也是解決瓦斯問題的基本手段。眾所周知，加強通風是處理瓦斯的最有效方法，而當瓦斯湧出量大於通風所能解決的瓦斯湧出量時或采用通風方法不合理時，就應當采取抽放瓦斯措施，對於局部區域的瓦斯超限（如采麵上隅角等處），采用通風方法可能無法解決瓦斯問題或采用通風方法不合理時，也必須采取瓦斯抽放措施。根據國家安全監管總局、國家煤礦安監局（安監總煤裝〔2007〕188號文）《關於加強煤礦瓦斯先抽後采工作的指導意見》，明確指出，煤礦瓦斯先抽後采是治理瓦斯的根本性措施。
　　　先抽後采的指導原則：煤礦瓦斯抽采必須落實“先抽後采、監測監控、以風定產”十二字方針，把實現瓦斯先抽後采與實現礦井瓦斯全方位監測監控、堅持采掘工作麵“以風定產”有機結合起來，實現對瓦斯的綜合防治。同時，煤礦瓦斯先抽後采還必須堅持“多措並舉、應抽盡抽、抽采平衡”的原則，把煤礦瓦斯先抽後采真正落到實處。
　　　多措並舉就是要緊密結合本企業的實際，充分利用地麵和井下的空間，提前預留抽采時間，采取多種可能采用的有效抽采技術和工程措施，並加大科技創新、政策支撐、嚴格法規標準和現場管理，全麵加強先抽後采，實現抽采達標。
　　　應抽盡抽就是對應當進行瓦斯抽采的煤層，都必須先抽采瓦斯，達到《基本指標》要求後再安排采掘；在此基礎上，要對煤層瓦斯盡最大能力進行抽采，努力實現煤炭開采前瓦斯抽采的最大化。
　　　抽采平衡就是在對煤層瓦斯抽采工作超前規劃、超前設計、超前施工的基礎上，確保煤層預抽時間和瓦斯預抽效果，保持抽采達標煤量和擬安排生產準備及回采的煤量相平衡，也就是礦井采掘活動嚴格控製在瓦斯抽采達標的區域和煤層內。
　　　先抽後采的工作目標：
　　　一是要滿足采掘工作麵防止煤與瓦斯突出的要求。突出煤層突出危險區域的采掘工作麵經預抽後，瓦斯含量和瓦斯壓力能夠達到《基本指標》規定要求；
　　　二是滿足采掘工作麵安全生產的要求。煤層經預抽瓦斯後，采掘工作麵瓦斯抽采率、煤的可解吸瓦斯含量和回風流瓦斯濃度達到《基本指標》的要求；
　　　三是逐步實現“抽、掘、采”平衡。煤層經預抽瓦斯後，抽采達標煤量能夠滿足安全掘進和安全回采的要求。
　　　另外，從資源利用和環保的角度看，瓦斯是一種優質潔淨的能源，將抽出的瓦斯加以利用，可以變害為寶，改善能源結構，保護大氣環境，取得顯著的經濟效益和社會效益。從資源利用和環保的角度看，也有必要進行瓦斯抽采，變被動為主動開發。
　　　根據該礦井預計的瓦斯湧出情況，參考類似條件礦井瓦斯抽放經驗，初步確定該礦井設置高、低壓兩套瓦斯抽放係統。
　　　2）抽采瓦斯的可行性
　　　鑽孔抽放煤層瓦斯是防治煤與瓦斯突出的主要方法之一，鑽孔抽放煤層瓦斯減弱直至消除煤層突出危險性的實質在於：向煤層內打一定數量的鑽孔，造成煤層局部卸壓，並抽排煤層中的瓦斯，使煤層中瓦斯的潛能得到釋放，同時降低了煤體中的瓦斯壓力和瓦斯含量，並由此引起煤層的收縮變形，使煤層的地應力下降，透氣性增大，地應力和瓦斯壓力梯度減小，煤體的強度增大，這樣就從減弱煤層突出的主動力和增強抵抗突出的阻力兩個方麵起到消除或消弱煤層突出危險性的效果。開采未卸壓層瓦斯抽放的可行性是指在原始透氣性條件進行預抽的可能性。
　　　最常用的衡量瓦斯抽放難易程度的指標是煤層透氣性係數和鑽孔瓦斯流量衰減係數。
　　　衡量煤層可抽性的指標主要有下列三項：
　　　① 煤層的透氣性係數(λ)；② 鑽孔瓦斯流量衰減係數(p)；③ 百米鑽孔瓦斯極限抽放量(Qj)；
　　　煤層抽放瓦斯難易程度分類風表3-4-2。

　　　由於該礦在地質勘查階段未做相應的工作，建議在今後進行論證，以確定煤層進行預抽的可能性。
　　　3）瓦斯抽排分析
　　　礦井按有煤與瓦斯突出危險進行設計與管理，設計建立地麵永久性瓦斯抽放站，井下建立了高低負壓兩套抽放係統。
　　　本方案設計區域防突保護層暫時選擇M8煤層作為保護層開采，區域抽放主要采用底板穿層抽放（後期）和采、掘麵順層抽放等防突措施。
　　　礦井一采區按照突出礦井不突出區域進行設計，其他未鑒定標高以下按突出礦井設計，在開采各煤層時必須將煤層瓦斯含量降到8 m3/t（本次設計將瓦斯含量降到7.5 m3/t）以下。
　　　該礦為突出礦井，在M8煤層在開采+1305m水平以上不具有突出危險性，M9煤層在開采+1314m水平以上不具有突出危險性。其他未鑒定標高以下按突出礦井設計，在開采各煤層時必須將煤層瓦斯含量降到8 m3/t（本次設計將瓦斯含量降到7.5 m3/t）以下。
　　　根據該礦井具體情況，設計高、低負壓抽放係統。在進行掘進、采煤工作麵之前，利用高負壓對煤層進行預抽，煤層預抽後瓦斯含量見表3-4-3。

、

　　　因礦井已安裝高負壓抽放係統，抽放泵為2BE1-203型水環式真空泵各2套，功率為45Kw；低負壓係統，抽放泵為2BE1-203型水環式真空泵，功率為37Kw。根據該礦已有設備進行驗收：
　　　投產時期工作麵傾斜長110m、順槽339m寬，預抽時間3.5個月。需要預抽的瓦斯量為471995m3，預抽時間3.5個月，則瓦斯絕對抽出量為471995/（3.5×30×24×60）=3.1m3/min。
　　　M8煤層經抽放後，采麵相對瓦斯湧出量為13.77m3/t，絕對瓦斯湧出量為3.92m3/min，風排瓦斯量按3.3m3/min進行設計，抽放量為0.62 m3/min。
　　　按3.5m3/min進行高負壓選型，按1m3/min進行低負壓抽放設備選型。
　　　經驗算礦上目前已有抽放泵能滿足投產時期需要，具體驗算見瓦斯抽放設備計算。
　　　3.4.2、抽采係統和方法
　　　1、瓦斯抽采係統的選擇及合理性分析
　　　1）瓦斯抽采依據
　　　根據貴州省煤炭管理局文件黔煤生產字[2007]488號《對安順市煤礦2007年度礦井瓦斯等級鑒定報告的批複》：礦井絕對瓦斯湧出量為1.99m3/min，相對瓦斯湧出量為26.23m3/t。二氧化碳絕對湧出量為0.43m3/min，相對湧出量為2.88m3/t。瓦斯等級為高瓦斯。
　　　設計根據《礦井瓦斯湧出量預測方法（AQ1018－2006）》標準，采用分源預測法對礦井瓦斯湧出量進行預測，經預測M8煤層開采時礦井瓦斯湧出量最大，其中：采煤工作麵相對瓦斯湧出量為17.41m3/t、絕對瓦斯湧出量為4.96m3/min；2個煤巷掘進工作麵絕對瓦斯湧出量為2×0.32=0.64m3/min；礦井相對瓦斯湧出量為33.47m3/t，礦井絕對瓦斯湧出量為10.57m3/min，預測結果為高瓦斯。
　　　與瓦斯等級鑒定結果相比，礦井絕對瓦斯湧出量預測結果比鑒定結果大，本設計以M8煤層的瓦斯湧出量作為礦井通風設計依據。
　　　根據中國礦業大學對M8和M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定及黔煤呈生產字[2008]1078號文，黔能源煤炭[2011]610號文，M8煤層在開采+1305m水平以上不具有突出危險性，M9煤層在開采+1314m水平以上不具有突出危險性。M12和M14煤層沒有鑒定。
　　　根據黔安監管辦字[2007]345號文件《關於加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見》，礦井礦區屬煤與瓦斯突出危險區。該礦井一采區在M8、M9煤層鑒定不具有突出危險性的區域內按高瓦斯區域進行設計，未鑒定區域內按突出區域設計。礦井按煤與瓦斯突出礦井考慮。礦井必須做好防煤與瓦斯突出的措施，在建設和生產過程中必須嚴格執行《防治煤與瓦斯突出規定》的規定。礦井在在建設及生產過程中應注意煤與瓦斯的動力現象，特別是石門揭煤、煤巷掘進及采煤工作麵做好突出危險性預測，並采取相應的防突措施。
　　　根據AQ1027-2006標準及貴州省煤炭管理局文件（黔煤行管字[2006]158號）《關於貴州省高瓦斯、煤與瓦斯突出礦井瓦斯治理方案的通知》，三德煤礦建立地麵永久瓦斯抽放係統對礦井瓦斯進行抽放，瓦斯抽采必須進行瓦斯抽采專項設計。
　　　2）煤層可抽放性
　　　雖然該礦井未進行有關參數的測定，但礦區內鄰近礦井已經建有瓦斯抽放係統，根據實際抽放情況有一定效果，特別是卸壓瓦斯抽放效果良好。因此該礦抽放瓦斯是可行的、必要的。
　　　目前瓦斯抽放係統主要有地麵鑽孔抽放係統、地麵集中抽放係統等。
　　　該礦開采的煤層屬中厚-緩傾斜煤層，地麵地形條件較好、工業場地總體規劃緊湊，礦井瓦斯湧出特點相對均勻，開拓布置及生產係統集中。根據以上因素綜合分析確定選擇地麵集中抽放係統。地麵集中抽放係統與其他抽放係統相比具有係統運行安全可靠性高，維護維修量小維護費用低，抽放方法、抽放巷道、鑽場、鑽孔選擇靈活方便等優點。
　　　2、地麵集中抽采（預抽）的預抽量、預抽時間、預抽效果分析
　　　1）抽放瓦斯量計算
　　　按以上計算為4.5m3/min
　　　2）抽放瓦斯鑽場預抽放時間計算：
　　　T=（lnQ－lnQt）/α=（ln0.70－ln0.21）/0.02=60.2(d)
　　　經計算，取T=60（d）
式中：
　　　α----鑽孔流量衰減係數，d－1；取α=0.020d－1；
　　　Q----鑽孔初始瓦斯流量，取Q0=0.70m3/min；
　　　Qt----經過時間T天後的鑽孔瓦斯流量，根據抽放瓦斯礦井的抽放瓦斯經驗，取Qt=0.3Q0=0.21m3/min.
　　　通過上述計算，礦井必須提前60.2天進行預抽瓦斯。考慮該礦煤層賦存以及工作麵接替情況，設計按提前3.5個月進行預抽。
　　　3、抽放方法
　　　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）為了提高瓦斯抽放率,宜選用多種抽放方法相結合的綜合抽放方式。
　　　（2）當礦井采掘工作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協工作麵安全生產，應采用底板瓦斯抽放巷抽放鄰近層瓦斯。
　　　（4）工作麵後方采空區瓦斯湧出大，危害工作麵安全生產或老采空區瓦斯積聚存量大，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抽邊掘的方法加以解決。
　　　（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酸等措施人為卸壓後抽放瓦斯的方法。
　　　（7）若煤層賦存較淺（一般600m以內），煤層較厚，或煤層層數較多，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，應采取轉岩瓦斯抽放措施。
　　　（9）堅持“先抽後采、監測監控、以風定產”的煤礦瓦斯治理方針。
　　　（10）瓦斯含量達到或超過8.0m3/t的煤層（區域）、瓦斯壓力達到或超過0、74MPa煤層（區域）必須預抽煤層瓦斯，必須執行“先抽後采、抽采達標”要求。
　　　（11）加強抽采管路管理，采取大孔徑、密集孔、大管路、超前抽放等原則。
　　　3）鑽場布置、鑽孔參數確定
　　　鑽場布置、鑽孔參數確定根據具體的抽放方法而定。
　　　4）封孔方式、材料及工藝
　　　（1）封孔材料
　　　鑽孔采用聚氨酯封孔，對於井下封孔而言，主要要求聚氨酯在發泡後，其內所形成的孔為封閉孔，另外對發泡時間、發泡倍數、固化後的強度，可塑性等均有一定的要求。可選用聚氨酯封孔材料，在鑽孔內6.4～7.5m深度封孔，鑽孔密封段長度僅1m，既能保證密封嚴密，又可節省封孔材料。該聚氨酯封孔材料膨脹倍數20倍以上，聚氨酯發泡均勻、細小，孔隙又不聯通，還有可塑性，適於動壓區封孔；在抽放瓦斯負壓60～80KPa、正壓2MPa下，鑽孔密封嚴實不漏氣。
　　　（2）封孔工藝
　　　聚氨酯封孔采用卷纏藥液法,纏藥方法及鑽孔內封孔管結構如圖3-4-1所示。抽放管為內徑25mm的焊縫鋼管，長為8m，在管前端焊上鐵檔板，套上木塞和橡膠墊圈，距前端橡膠墊圈1m處，再套上木塞和橡膠墊圈，並用鐵線纏緊固定，在1m間距內的抽放管上固定一塊毛巾布（1m×0.7m）。封孔操作程序為：先稱出封一個孔的甲、乙組成藥液，分別裝入兩個容器，再將藥液同時倒入混合桶，立即用棒快速攪拌均勻，當藥液由黃褐色變為乳白色時，停止攪拌，將藥液均勻倒在毛巾布上，邊倒藥液邊向抽放管上卷纏毛巾布，並把卷纏好藥液的封孔管迅速插入鑽孔，大約5分鍾後，藥液開始發泡膨脹，20分鍾後停止發泡，逐漸硬化固結。為了避免封孔管晃動影響封孔質量，孔口處用木塞楔緊。封一個鑽孔的聚氨酯用量約為1Kg左右。
　　　5）鑽孔與管路的連接
　　　聚氨酯封孔1小時後，便可與抽放管路連接。鑽孔與管路連接處應設置流量計和閥門。鑽孔封孔器與抽放管路的連接如圖3-4-2所示。連接管采用膠管。預抽一定時間後，根據效果檢驗結果，決定停止抽放時間，繼續向前掘進，掘進到距鑽底5m左右的超前距時，停止掘進，重新打鑽孔抽放瓦斯，如此反複循環。

　　4、抽采巷道的選擇和布置

　　根據突出鑒定，M8、M9煤層在鑒定範圍內無突出危險性，該範圍內可以采用本煤層順層抽放，其它未作鑒定的區域按突出危險區設計和管理，在M14煤層布置底板抽放巷抽采巷對未鑒定區域的煤層進行瓦斯抽采。

　　5、鑽場布置和鑽孔參數

　　1)采、掘工作麵抽放鑽場、鑽孔布置

　　(1)采煤工作麵鑽場布置和鑽孔參數

　　為降低煤層開采時的瓦斯湧出量，設計在采煤工作麵運輸巷打平行順層鑽孔進行煤層瓦斯預抽。

　　鑽孔布置：沿煤層傾斜方向每隔3m布置一個順層抽放鑽孔，鑽孔在機巷進行施工，鑽孔深度70m，鑽孔布置示意圖見圖3-4-3。

　　根據AQ1026-2006 煤礦瓦斯抽采基本指標的第4.1條規定，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低到煤層始突深度的煤層瓦斯壓力以下。若沒能考察出煤層始突深度的煤層瓦斯含量或壓力，則必須將煤層瓦斯含量降到8m3/t以下，或將煤層瓦斯壓力降到0.74MPa(表壓)以下。控製範圍如下：

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

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

　　c) 采煤工作麵控製範圍為：工作麵前方20m以上。

　　①回采工作麵順層抽放鑽孔示意圖見圖3-4-3。

、　　　（2）掘進工作麵鑽場布置和鑽孔參數
　　　① 鑽場布置：在煤巷掘進工作麵後5m處的巷道兩幫施工鑽場。鑽場的規格應根據巷幫瓦斯抽放鑽孔布置的要求，使用鑽機的外型尺寸及鑽杆長度而定。根據礦井的具體情況，每組鑽場在煤巷兩側應交替布置，其規格為：長×高×寬=4m×掘進巷道高度×3m，采用金屬支柱支護。同側相鄰兩個鑽場之間的間距為40m。抽放鑽場、鑽孔布置見圖3-4-4。根據AQ1026-2006 煤礦瓦斯抽采基本指標的第4.1條規定，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低到煤層始突深度的煤層瓦斯壓力以下。若沒能考察出煤層始突深度的煤層瓦斯含量或壓力，則必須將煤層瓦斯含量降到8m3/t以下，或將煤層瓦斯壓力降到0.74MPa（表壓）以下。控製範圍如下：1）石門（井筒）揭煤工作麵控製範圍應根據煤層的實際突出危險程度確定，但必須控製到巷道輪廓線外8m以上（煤層傾角≥8°時，底部或下幫5m）。鑽孔必須穿透煤層的頂（底）板0.5m以上。若不能穿透煤層全厚，必須控製到工作麵前方15m以上。2)煤巷掘進工作麵控製範圍為：巷道輪廓線外8m以上（煤層傾角≥8°時，底部或下幫5m）及工作麵前方10m以上。3）采煤工作麵控製範圍為：工作麵前方20m以上。
　　　② 邊掘邊抽鑽孔布置：
　　　在每個鑽場內，沿走向布置3個鑽孔，即左、右鑽場各3個，孔深60-80m左右。鑽孔編號為l#—6#，左邊鑽場1#、2#、3#鑽孔，終孔位置在工作麵前方煤層中部，距巷道輪廓線的距離分別為5m、10m、15m，開孔位置距巷道輪廓線的距離在1m以上，每個鑽孔終孔水平距離為5m；右邊鑽場4#、5#、6#鑽孔，終孔位置在工作麵前方煤層中部，距巷道輪廓線的距離分別為5m、10m、15m，開孔位置距巷道輪廓線的距離在1m以上，每個鑽孔終孔水平距離為3.5m。該鑽孔布置參數在對抽放量、抽放濃度等考察後再進行適當調整。根據實際抽放情況，抽放效果不理想時，應適當加密鑽孔進行抽放。該抽放方法一般用於煤巷掘進工作麵瓦斯湧出量大，當時在抽放情況下也能保證安全掘進但單一通風不能有效解決風流瓦斯的情況下。

　　　2）石門揭煤工作麵鑽場布置和鑽孔參數
　　　穿層鑽孔預抽石門（含斜巷等）揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施應當在揭煤工作麵距煤層的最小法向距離7m以前實施（在構造破壞帶應適當加大距離）。鑽孔的最小控製範圍是：石門、斜巷揭煤處巷道輪廓線外12m（急傾斜煤層底部或下幫6m），同時還應當保證控製範圍的外邊緣到巷道輪廓線（包括預計前方揭煤段巷道的輪廓線）的最小距離不小於5m，且當鑽孔不能一次穿透煤層全厚時，應當保持煤孔最小超前距15m；直徑42mm，石門揭煤（底板）抽放鑽孔布置圖3-4-8。

圖3-4-8 石門揭煤（底板）抽放鑽孔布置圖
　　　3）采空區留管抽放鑽場布置和鑽孔參數
　　　留管抽放：指采煤工作麵在回采前，提前在回風巷安設瓦斯管路至采麵上隅角附近，並由裏向外每間隔25-30m安裝一個三通，以便工作麵上隅角推進到三通位置時安裝條形抽放咀，當工作麵上隅角推進到三通位置時，便打開三通堵板，利用抽放咀抽放工作麵上隅角和采空區的瓦斯。針對目前該礦井下實際情況，當采煤工作麵構成通風係統準備回采之前，將瓦斯管路經采麵回風巷鋪設到采麵上隅角附近，並由裏向外每間隔30m安裝一個三通，當工作麵上隅角推進到三通位置時，便打開三通堵板安裝條形抽放咀，利用抽放咀抽放工作麵上隅角和采空區的瓦斯。
　　　此種抽放方法在回采工作麵瓦斯湧出量不大，但該回采工作麵上隅角瓦斯又經常超限時使用，能夠取得較好的效果，其布置方式如附圖3-4-9。

　　　4）封孔長度
　　　鑽孔封孔長度應該符合《防治煤與瓦斯突出規定》的相關要求：預抽瓦斯鑽孔封堵必須嚴密。穿層鑽孔的封孔段長度不得小於5m，順層鑽孔的封孔段長度不得小於8m。
　　　本設計根據《防防治煤與瓦斯突出規定》相關，結合礦井實際，確定順層鑽孔封孔長度≥8m，穿層鑽孔是封孔長度≥5m。
　　　6、礦井抽采的控製範圍及應達的到的指標
　　　1）礦井抽采的控製範圍
　　　A：穿層鑽孔或順層鑽孔預抽煤層瓦斯時穿層鑽孔或順層鑽孔預抽區段煤層瓦斯區域防突措施的鑽孔應當控製區段內的整個開采塊段、兩側回采巷道及其外側一定範圍內的煤層。要求鑽孔控製回采巷道外側的範圍是：傾斜、急傾斜煤層巷道上幫輪廓線外至少20m，下幫至少10m；其他為巷道兩側輪廓線外至少各15m。以上所述的鑽孔控製範圍均為沿層麵的距離；
　　　B：穿層鑽孔預抽石門揭煤區域煤層瓦斯
　　　穿層鑽孔預抽石門（含立、斜井等）揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施應當在揭煤工作麵距煤層的最小法向距離7m以前實施（在構造破壞帶應適當加大距離）。鑽孔的最小控製範圍是：石門和立井、斜井揭煤處巷道輪廓線外12m（急傾斜煤層底部或下幫6m），同時還應當保證控製範圍的外邊緣到巷道輪廓線（包括預計前方揭煤段巷道的輪廓線）的最小距離不小於5m，且當鑽孔不能一次穿透煤層全厚時，應當保持煤孔最小超前距15m；
　　　C：掘進工作麵采用邊掘邊抽預抽煤層瓦斯
　　　順層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施的鑽孔應控製的條帶長度不小於60m，要求鑽孔控製回采巷道外側的範圍是：傾斜、急傾斜煤層巷道上幫輪廓線外至少20m，下幫至少10m；其他為巷道兩側輪廓線外至少各15m（該礦為緩傾斜煤層，傾角6°）。以上所述的鑽孔控製範圍均為沿層麵的距離；
　　　D：當煤巷掘進和回采工作麵在預抽防突效果有效的區域內作業時，工作麵距未預抽或者預抽防突效果無效範圍的前方邊界不得小於20m；
　2）礦井抽采應達到的指標；
　①工作麵瓦斯抽采率

　　　③ 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；
　　　3.4.3、抽采管路及其設備
　　　一、設計依據
　　　1、設計根據《礦井瓦斯湧出量預測方法（AQ1018－2006）》標準，采用分源預測法對礦井瓦斯湧出量進行預測，經預測M8煤層開采時礦井瓦斯湧出量最大，其中：采煤工作麵相對瓦斯湧出量為17.41m3/t、絕對瓦斯湧出量為4.96m3/min；2個煤巷掘進工作麵絕對瓦斯湧出量為2×0.32=0.64m3/min；礦井相對瓦斯湧出量為33.47m3/t，礦井絕對瓦斯湧出量為10.57m3/min，預測結果為高瓦斯。
　　　本設計以M8煤層的瓦斯湧出量作為礦井通風設計依據。
　　　2、礦井抽放量
　　　（1）礦井瓦斯抽放量
　　　　高負壓抽放量：3.5m3/min。
　　　　低負壓抽放量：1m3/min。
　　　　礦井瓦斯抽放量（純瓦斯量）為：3.5+1=4.5m3/min
　　　（2）工作麵瓦斯抽放量
　　　工作麵高負壓抽放量經前麵計算為：3.1m3/min
　　　掘進巷道高負壓抽放量經前麵計算為：0.62m3/min
　　　3、瓦斯抽放濃度高負壓抽放為40%；低負壓抽放為15%。
　　　二、高、低負壓抽放管路係統及抽放設備選型
　　　（一）管路的選擇
　　　1、瓦斯抽放管
　　　（1）根據主管、支管中不同瓦斯流量，采用下麵公式計算瓦斯管路內徑：

　　　5、瓦斯泵選型結果
　　　根據上述計算結果，高負壓抽放泵所需真空絕對壓力60174Pa，流量為22m3/min；低負壓抽放泵所需真空壓力68191Pa，流量為15m3/min。
　　　設計高負壓抽放係統抽放泵可利用2BE1-203型水環式真空泵各2套（其中1套備用），轉速565r/min；低負壓係統抽放泵選用2BE1-203型水環式真空泵各2套（其中1套備用），轉速660r/min。
　　　高負壓抽放係統抽放泵2BE1-203 (轉速565r/min)型抽放泵在真空壓力60174Pa壓力下，其抽氣量為 19.6m3/min，軸功率為29.8kW。低負壓係統抽放泵2BE1-203 (轉速660r/min)型抽放泵在真空壓68191Pa壓力下，其抽氣量為24.4m3/min，軸功率為34.3kW。
　　　抽放泵電機功率選型：
　　　計算電機功率為Ne＝N軸ke／ηeηtr
　　　式中：ke——電動機容量備用係數(ke=1.1～1.2)，取1.2；
　　　　ηe——電動機效率，取0.98；
　　　　高負壓抽放泵電機功率：Ne＝1.2×24.3/0.98＝29.8(kW)
　　　　低負壓抽放泵電機功率：Ne＝1.2×28/0.98＝34.3(kW)
　　　　高負壓電動機選用真空泵防爆電機電機，其功率選用45kW；低負壓電動機選用真空泵防爆電機電機，其功率選用37kW。
　　　根據高負壓抽放泵冷卻水消耗量為12.5m3/h，低負壓抽放泵冷卻水量為18.5m3/h，合計冷卻水消耗量為31m3/h，選擇IB80-65-125型防爆型水泵2台。流量50m3/h，揚程20m，電機功率5.5KW。

　　　四、抽放係統的管徑、材質、連接方式，主管路的趟數
　　　1、抽放係統的管徑及材質
　　　高負壓係統：經計算抽放管主管DN=0.161m，選擇主管型號為DN 200×6mm；經計算采麵支管DN=0.131m，選擇支管型號為DN150×6mm；經計算掘進支管DN=0.072m，選擇支管型號為DN100×4mm；管材選用專用PVC阻燃抗靜電瓦斯抽放管。
　　　低負壓係統：經計算抽放管主管DN=0.141m，選擇主管型號為DN200×6mm；經計算抽放管支管DN=0.141m，選擇主管型號為DN150×6mm；管材選用專用PVC阻燃抗靜電瓦斯抽放管。
　　　2、管路的連接方式
　　　在保證安全的前提下，主管采用法蘭連接；支管宜采用法蘭連接或快速管接頭等方式連接。在用法蘭方式時，要做好接頭處的電氣連接。管路每200m左右需要進行接地，以防靜電和帶電。
　　　3、主管路趟數
　　　高負壓抽放主管一趟，低負壓抽放主管一趟。
　　　4、富裕能力驗算
　　　瓦斯抽放係統選型計算過程中，已經考慮到備用係數。根據《煤層瓦斯抽放工程設計規範GB50471-2008》要求，在計算過程中，瓦斯管徑富裕能力係數1.6。壓力備用係數取1.6。瓦斯抽放流量取備用係數1.5。所以，已經達到抽放設備富裕能力≮15%的要求。
　　　五、抽放管路的布設、敷設方式和安全距離
　　　1、管路的布設和敷設方式
　　　（1）管路的敷設
　　　① 首采麵高負壓抽放管路布設
　　　首采煤工作麵：地麵泵站→風井→上煤組回風上山→1181運輸巷→采煤工作麵；
　　　首掘進工作麵1：地麵泵站→風井→上煤組回風上山→1182運輸巷→掘進工作麵；
　　　首掘進工作麵1：地麵泵站→風井→上煤組回風上山→回風繞道一→1182回風巷→掘進工作麵；
　　　② 低負壓抽放管路敷設
　　　地麵泵站→風井→上煤組回風上山→回風繞道一→1181回風巷。
　　　（2）管路的敷設方式
　　　抽放瓦斯管主管沿風井井筒底板敷設，間隔6～9m設置一個混凝土支承；支承高度不小於0.3m。采區抽放管路與電纜分別掛在巷道兩側，采用沿巷道底板懸臂支承等方式敷設，支承高度不小於0.3m。在傾斜巷道中每隔80～100m均設置一個止推支承。地麵瓦斯管路不得從地下穿過房屋或其他建築物。管路坡度取1%，管接頭，閥門以及各種零部件須安裝嚴密，應具有良好的氣密性和足夠的機械強度，並應滿足防凍、防腐要求；不得與帶電物體接觸並應有防止砸壞管路的措施。
　　　2）管路的安全距離
　　　抽采管路與電纜分掛在巷道兩側並且要吊高或墊高，若吊掛必須平直，距地麵高度不小於0.3m、運輸巷道內抽放管路盧礦車最外緣的間隙必須大於0.7m、地麵瓦斯管路不得從地下穿過房屋或其它建築物。立井、斜井管路應采取在罐道梁上固定、設防滑卡等防滑措施。
　　　3.4.4、管路的附屬設施及其布設原則
　　　管路的附屬設施包括控製閥門、計量裝置、放水器、除渣裝置、管路瓦斯參數測定孔。
　　　1、控製閘門
　　　1）管路控製閘門
　　　主管、支管每隔300m安裝一個控製閘門；主管與支管的分支或管路的分叉處各安裝一個控製閘門。
　　　2）瓦斯泵站控製閘門
　　　（1）瓦斯泵站進、排氣主管，進、排氣主管上的放空管各安裝一個控製閘門；
　　　（2）瓦斯泵的吸氣管、排氣管處各安裝一個控製閘門。
　　　2、計量裝置
　　　在高低負壓抽放進氣主管側放空管與進氣閘門之間各安裝一套FKL型計量裝置。通過計量裝置讀取瓦斯泵的抽放混合氣體總量。
　　　3、放水器
　　　在高低負壓抽放進氣主管放空管前端、排氣主管放空管後端各安裝一套Ⅰ型自動放水器；在抽放管路的低窪、抽放鑽場、管路拐彎、溫度突變處及管路中每隔200-300m安裝一個自動放水器。通過自動放水器自動將管道中的水放掉。
　　　4、管路瓦斯參數測定孔
　　　在高低負壓抽放進氣主管進氣控製閘門前端、高低負壓抽放排氣主管控製閘門後端各安裝一個管路瓦斯參數測定孔，利用AK-3A型管路瓦斯參數測定儀對管路中的甲烷濃度、流量、正壓、負壓等參數進行測定。
　　　3.4.5、井下管路的阻燃性和防砸、防帶電、防腐、防漏氣、防下滑、防底鼓措施
　　　1、設計選用焊接鋼管或抽放專用PVC管作抽放管，具有良好的不燃性及耐砸性，同時在巷道破碎帶、應力集中地帶加強支護防止大塊矸石掉落及垮頂砸壞管道。
　　　2、管道法蘭盤連接處采用阻燃性耐油密封墊進行密封，連接要牢固可靠以防漏氣。
　　　3、管道不得與帶電物體接觸，並做好管道法蘭盤連接處電氣連接，管路每200m左右需要進行一處良好接地，以防靜電和帶電。
　　　4、管道安裝前必須進行除鏽，並將外表麵刷防鏽漆進行防腐。
　　　5、在傾斜井巷中安裝抽放管時每隔6～9m設置一個混凝土支承以防管道下滑。
　　　6、井下瓦斯管路通過巷道容易底鼓的地段，必須將管子吊高或墊高，距離巷道底部高度不小於0.3m，並且發現有底鼓的巷道，必須及時臥底、擴幫等，以恢複巷道的原有形狀。管道下方不能浸泡在積水中，安裝瓦斯抽放管路的巷道必須保持暢通，不能出現積水，防止礦井水堵塞管路。
　　　7、有關瓦斯抽放的所有電氣設備必須采用有“MA”防爆標誌的產品，並且在高低負壓抽放進氣、排氣主管放空管前端各安裝一個FBQ-1型防爆回火裝置。一旦管內發生瓦斯爆炸或燃燒，由於爆炸波和火焰被水封所隔絕，同時使防爆蓋膠板衝開或破裂，爆炸能量得到釋放，可靠保護抽放泵站設備及用戶的安全。
　　　8、抽放瓦斯管路上方有淋水時，必須在抽放管路上方用不燃性材料架設水棚，將頂板淋水引離瓦斯管路，防止頂板淋水直接淋在瓦斯抽放管路上。
　　　9、在主要運輸巷道中瓦斯管路架設必須遠離運輸設備或礦車1m以上，避免運行中的設備或礦車撞壞管路。
　　　10、管路安裝完畢後，必須進行氣密性檢查，以免漏氣，影響抽放效果。
　　　3.4.6、地麵管路的防凍和防雷電、靜電措施
　　　1、礦區地處貴州高原中部，溫暖濕潤，冬無嚴寒，夏無酷暑，氣候宜人。相對濕度較大。冬季雪、凝凍天氣較短，區內氣候類型屬北亞熱帶季風濕潤氣候。但本區夏季時有冰雹、雷暴、山洪、暴雨等自然災害出現。年平均氣溫14.3℃，年平均降雨量1179.9mm。因此地麵埋設管路無需考慮防凍。
　　　2、瓦斯抽放站及其地麵管路、瓦斯儲氣罐均要按GB50057《建築物防雷設計規範》的第一類建築物防雷要求，設置避雷裝置（避雷針、避雷帶、接地係統等），防止雷擊並防止雷電波侵入井下。
　　　1）防直接雷
　　　（1）裝設獨立避雷針或架空避雷線，使被保護的建構築物處於被保護範圍內。
　　　（2）避雷針及其引下線的全部構件和接地裝置，應與被保護的建構築物及與其有聯係的金屬物（金屬管道、電纜、導線）保持一定的距離，地上部分不小於5m，地下部分不小於3m。
　　　（3）避雷線至屋麵或各種建築物突出屋麵的物體之間的距離不小於3米。
　　　（4）獨立避雷針或架空避雷線應有獨立接地，其接地衝擊電阻不大於10歐。
　　　2）防感應雷
　　　（1）為防止靜電感應產生電火花，建構築物內的金屬物（設備、管道、結構鋼筋、電纜金屬外皮等）都應接到防感應雷的接地裝置上。其接地電阻不大於10歐。
　　　（2）為防止靜電感應產生電火花，長金屬管道兩端應接地。平行敷設的長金屬管道（包括電纜金屬外皮），每隔20-30m距離用金屬線跨接一次。
　　　（3）防感應雷接地裝置與防直接雷接地裝置應分開，相互間距不小於3m，但與電氣設備的接地裝置共用（相連），接地電阻應滿足最小要求（接地電阻不大於10歐）。
　　　（4）防感應雷的接地裝置一般在建築物周圍環形敷設。
　　　3）防雷電波侵入
　　　（1）為避免沿電力線傳入高電位，最好使電氣設備及照明不設在室內。
　　　（2）低壓線路引入室內時，全線采用電纜直接埋地敷設，電纜兩端金屬外皮應接地，其接地裝置可與防感應雷接地裝置相連接。
　　　（3）允許從架空線上經一段不小於50-100m電纜引入室內，在電纜與架空線連接處，應裝設閥型避雷器，且和杆上絕緣子鐵腳、電纜金屬外皮共同接地。其接地電阻不大於10歐。引入端應與防感應雷接地裝置相連接。
　　　並在入戶端將電纜的金屬外皮與防雷接地裝置連接。
　　　（4）金屬管道架空引入建築物時，在入口處必須與防感應雷接地裝置相連接。管道在靠近建築物100m內，每隔25m接地一次，其衝擊接地電阻不大於20歐。
　　　3.4.7、瓦斯抽放站的輔助設施
　　　1、起重、冷卻、采暖、通風、測量及計量
　　　1）設計沿每台瓦斯泵縱向中心線對應的房頂上安裝一根起重梁，起重梁大小按起吊設備的最大重量及房屋的最大跨距確定。
　　　2）瓦斯抽放泵站的冷卻水從+1440m 的250m3生產消防水池安裝一趟φ57×3.5焊接鋼管以靜壓方式引入瓦斯泵冷卻水池，然後用水泵供給水泵。瓦期抽放泵排出的熱水自流排入循環水池。
　　　3）該礦區內屬亞熱帶高原季風氣候區，氣候潮濕，多陰雨，平均相對濕度81％，氣溫低，年平均氣溫14.3℃，因此可不考慮抽放泵房及值班室供熱及采暖。
　　　4）抽放泵站各建築物均采用自然通風方式。抽放泵房在屋頂簷下200mm處的前後牆上開四個排氣窗，每個排氣窗麵積0.8m2，且門窗和排氣窗合計的泄壓麵積符合相關要求。
　　　5）在高低負壓抽放進氣主管側放空管與進氣閘門之間各安裝一套FKL型計量裝置。通過計量裝置讀取瓦斯泵的抽放混合氣體總量。
　　　6）在高低負壓抽放進氣主管側計量裝置前AK-3A型瓦斯抽放泵站參數監測儀，連續監測管路中的甲烷濃度、流量、正壓、負壓等參數。
2、安全設施及安裝布置方式
　　　1）防爆器
　　　在高低負壓抽放進氣、排氣主管放空管前端各安裝一個FBQ-1型防爆回火裝置。一旦管內發生瓦斯爆炸或燃燒，由於爆炸波和火焰被水封所隔絕，同時使防爆蓋膠板衝開或破裂，爆炸能量得到釋放，可靠保護抽放泵站設備及用戶的安全。
　　　2）防回火裝置
　　　在高低負壓抽放進氣、排氣主管放空管前端各安裝一個FHQ-1型防回火裝置。水封式防回火裝置利用銅網的散熱作用，隔絕或阻礙火焰的進一步傳播。
　　　3）除渣裝置
　　　在高低負壓抽放進、排氣主管閘門後端各安裝一套FZQ-1型排渣裝置。定期將管路中的渣物清除。
　　　4）放空管
　　　在高低負壓抽放進氣主管計量裝置前端及高低負壓抽放排氣主管自動放水器前端各安裝一組10m高的放空管（包括放空閘門），泵站放空管的高度應超過泵房房頂3m。
當抽放泵站不工作時將進氣主管上的放空管閘門打開管道氣體進入大氣。當用戶停止用氣時將排氣主管上的放空管閘門打開泵站排出的氣體經放空管直接進入大氣。
　　　5）消防裝置
　　　抽放泵站機房內設1m3消防沙箱一個，二氧化碳滅火器4個。
　　　6）抽放泵站避雷裝置
　　　抽放泵站避雷裝置按本節第九條第二小點設置。
　　　3、防火間距及機房安全出口
　　　1）防火間距
　　　抽放泵站設在回風井工業場地內以東附近的緩坡上，站房距井口和主要建築物、居住區的距離100 m。地麵泵房和泵房周圍20m範圍內，禁止堆積易燃物和有明火。
　　　2）抽放泵站建築必須采用不燃性，耐火等級為二級，並設置柵欄或圍牆。
　　　3）機房必須設有兩個直接通往機房外的安全出口。
　　　4、瓦斯泵房在進入大門的位置設置“嚴禁煙火”的禁示牌，在瓦斯泵內的配電房的房門上設置“有電危險”的禁示牌，在瓦斯泵外露的旋轉部分用網罩可鐵皮罩隔離。
　　　3.4.8、抽放設備及設施選型合理性和運行安全、可靠性分析
　　　抽放泵站共選用4台抽放泵，兩台高負壓抽放（一用一備），兩台低負壓抽放（一用一備）；一套高負壓抽放管路係統，一套低負壓抽放管路係統，管路流速10m/s。抽放泵運行工況點穩定可靠。抽放管路輔助設施及抽放泵站輔助安全設施完善，從礦井變電所引兩路專用電源作為抽放泵站的供電電源，供電設備選用防爆型，供電設施選用礦用型。抽放係統選型合理、運行經濟、安全可靠。
　　　3.4.9、安全保障措施
　　　1、抽放站場、鑽孔施工防治瓦斯措施
　　　在鑽孔施工中應防止瓦斯湧出事故及機械傷人事故，並采取如下措施：
　　　1）邊鑽進邊抽放瓦斯。
　　　2）鑽機配備的電動機及附屬電氣設備必須是防爆型的。
　　　3）配備瓦斯檢測器及警報器，定期檢查瓦斯濃度，一旦瓦斯超限，必須立即停鑽處理。
　　　4）鑽場內使用的敲擊工具必須用銅及硬度低於銅的材料製造。
　　　5）鑽孔時必須穿戴整齊、動作利索避免被機械絞傷。
　　　6）鑽機轉動部件的防護裝置及保護裝置必須完好。
　　　7）扶“給進把”時，身體與“給進把”不能成一直線，並離開一定距離，以免孔內發生故障，“給進把”打傷人。
　　　8）開動鑽機前應做好準備工作，分工要明確，操縱鑽機應動作協凋，達到準確無誤，不要用手腳拉蹋滾筒上的鋼絲繩，以防止被鋼絲繩絞傷。
　　　9）巷道支護牢固安全可靠，放工後方嚴禁堆積雜物，確保人員撒退路線暢通。
　　　2、管路及抽放瓦斯站防雷電、防火災、防洪澇、防凍、防底鼓措施
　　　1）管路及抽放瓦斯站防雷電
　　　管路及抽放瓦斯站防雷電措施按本節第九條第二小點設置。
　　　2）管路及抽放瓦斯站防火災措施
　　　（1）抽放泵站設在回風井工業場地內，站房距井口和主要建築物、居住區的距離不得小於50m。地麵泵房和泵房周圍20m範圍內，禁止堆積易燃物和有明火。
　　　（2）抽放泵站建築必須采用不燃性，耐火等級為二級，並設置柵欄或圍牆。
　　　（3）供電電壓在127V的以上的電氣設備及器具選用防爆型，供電電纜選用礦用阻燃型。供電電壓在36V的以下的電氣設備及器具選用該礦型，電源電纜選用礦用阻燃型，控製電纜選用礦用型。
　　　（4）抽放管路嚴禁與帶電體直接接觸。
　　　（5）抽放泵站機房內設1m3消防沙箱一個，二氧化碳滅火器4個。
　　　（6）抽放站附近管路設計設置放水器、防爆器，防回水裝置、放空管等附屬安全裝置。
　　　3）管路及抽放瓦斯站防洪澇措施
　　　在井田中部平緩坡地段，工業場地占地麵積為50畝左右。工業場地範圍內未發現崩塌、泥石流、地麵塌陷及地裂縫等地質災害，地質環境條件較好。現有礦山公路相通，交通運輸較為方便。工業場地內無河流，隻有季節性衝溝。井口無水患威協，防洪澇條件好，因此隻需在泵站周圍設600×600mm的防洪溝即可達到防洪澇要求。
　　　4）管路及抽放瓦斯站防凍措施
　　　該礦井所在區域的氣候屬亞熱帶高原季風氣候區，氣候潮濕，多陰雨，平均相對濕度81％，氣溫低，年平均氣溫14.3℃，年平均降雨量1179.9mm。因此該礦冬天氣溫較高，地麵管路一般無需考慮防凍。如果遇特殊情況如下雪、結冰時，地麵管路可采取刷保溫漆，包裹隔熱石棉及塗刷保溫瀝青等防凍措施。
　　　5）瓦斯抽放管路防底鼓的措施
　　　井下瓦斯管路應每天有專人巡視，發現井下巷道安裝瓦斯管路的地方，應及時進行清理，防止底鼓破壞抽放管路。
　　　3、其他安全保障措施
　　　1）抽放泵站設置的避雷釷要求高於泵站的放空管。
　　　2）泵房通風良好，並有直通礦井調度室的電話。
　　　3、抽放瓦斯濃度規定
　　　由於礦井屬小型礦井，該礦井暫不對瓦斯進行利用。
　　　4、安全管理措施
　　　1）礦井瓦斯抽放工作由礦技術負責人全麵技術負責，礦技術負責人應定期檢查、平衡瓦斯抽放工作。礦長負責瓦斯抽放工作行政責任，負責施工隊伍的組織、建章建製；瓦斯抽放工程的資金安排、落實及瓦斯抽放工程的驗收組織工作。
　　　2）礦技術負責人負責組織編製、審批、實施、檢查瓦斯抽放工作的長遠規劃、年度計劃和安全技術措施，保證瓦斯抽放工作的正常銜接，做到“掘、抽、采”平衡進行。
　　　3）礦井建立健全瓦斯抽放隊伍，負責打鑽、管路安裝回收等工程的施工和瓦斯參數測定等工作；同時至少配備一名專業技術人員，負責瓦斯抽放的日常管理、總結分析瓦斯抽放效果、研究和改進抽放技術、組織新技術推廣等工作。
　　　4）礦井必須建立健全瓦斯抽放崗位責任製、鑽場鑽孔檢查管理製度、抽放工程質量驗收製度。
　　　5）嚴格瓦斯抽放工程施工質量，所有瓦斯抽放工程必須達到質量標準，不符合設計標準的應重新施工直到合格為止。
　　　6）瓦斯抽放工程必須具備以下圖紙和技術文件資料：
　　　（1）圖紙
　　　①瓦斯抽放係統圖；
　　　②泵站平麵及管網布置圖（包括閥門、安全裝備、檢測儀表、放水器等）；
　　　③抽放泵站供電係統圖；
　　　④抽放鑽場及鑽孔在布置圖。
　　　（2）技術文件
　　　①礦井及采區抽放工程設計文件及驗收報告；
　　　②瓦斯抽放總結及分析報告。
　　　（3）日常記錄
　　　①抽放工程及鑽孔施工記錄；
　　　②抽放參數測定記錄；
　　　③泵房值班及設備運行記錄；
　　　④新技術推廣試驗記錄。
　　　（4）日常報表
　　　①抽放量年、季、月、旬報表；
　　　②抽放工程年、季、月報表。
　　　（5）設備台帳
　　　①抽放設備管理台帳；
　　　②抽放工程管理台帳；
　　　③瓦斯抽放係統和抽放參數、抽放量管理台帳。
　　　7）設備台帳由礦長審閱簽字；圖紙、技術文件由技術負責人審閱簽字；日常記錄由施工隊負責人及技術人員審閱簽字；日常報表由技術員與技術負責人審閱簽字。
　　　5、突出區域巷道的布置要求
　　　礦井按突出礦井進行設計和管理，底板岩石抽放巷必須在突出煤層揭煤前完成底板抽放巷，並完成抽采鑽孔布置、抽采設備安裝及具備各項抽采功能和條件、超前預抽，使突出煤層煤巷條帶區域煤層瓦斯和回采工作麵整個塊段煤層瓦斯抽采達標，否則不得生產。底板抽放巷在掘進過程中必須嚴格控製煤層層位、地質構造，防止誤穿煤層或瓦斯異常湧出。底板抽放巷為平巷布置，掘進時必須嚴格執行先探後掘措施，控製其層位，防止誤穿煤層。
　　　6、監測監控子係統的組成、功能及設置
　　　瓦斯抽放監測監控子係統由監控分站、分站電源箱、監測傳感器、信號傳輸電纜、控製電纜及有關附件組成。該礦在抽放示站設置一個電源箱及監控分站，每台抽放泵電動機主電源線上設置一台開停傳感器，監控瓦斯泵的開停；泵房內設置瓦斯傳感器一台，監測泵房內的瓦斯濃度，並與電氣閉鎖；泵房內的瓦斯報警、斷電濃度為0.5%，複電濃度＜0.5%。瓦斯泵輸入管路中設瓦斯濃度、流量、負壓、溫度、一氧化碳傳感器；
　　　瓦斯的抽放泵輸入管路中瓦斯傳感器的報警濃度為≥25%。一氧化碳傳感器報警濃度為0.0024%；溫度傳感器報警濃度為40℃。
　　　瓦斯抽放監控係統參數指標見表3-4-10。瓦斯抽采鑽孔施工設備表見表3-4-11。

　　　7、瓦斯利用
　　　由於礦井屬小型礦井，該礦井暫不對瓦斯進行利用。
§3.5 防突措施
　　　3.5.1、礦井煤與瓦斯突出情況
　　　1、煤層賦存情況（包括可采煤層層數、厚度、傾角、結構、節理、層理發育情況等）
　　　礦區內煤層及其層間距變化情況參照鄰區煤層及煤層間距情況統計表3-5-1，其中M 8、M 9、M 12、M 14煤層為該礦主要可采煤層，其它煤層礦井無資料。現分述如下：
　　　M8煤層
　　　位於龍潭組（P3l）中上部，煤層厚度1.25～1.35m，平均厚度1.30m，煤層采用厚度1.30m，該煤層控製程度低，較穩定，全區可采。
　　　M9煤層
　　　位於龍潭組（P3l）中上部，上距8號煤層10m左右，可采點16個；煤層厚度1.30～1.67m，平均厚度1.60m，煤層一般不含夾矸，局部夾1層夾矸，岩性為泥岩。較穩定，全區可采。
　　　M12煤層
　　　位於龍潭組（P3l）中部，上距10號煤層15m左右，可采點4個；煤層厚度為0.65～1.30m，平均厚約0.85m，煤層結構較簡單，該煤層控製程度低，厚度變化不大，較穩定，大部可采。
　　　M14煤層
　　　位於龍潭組（P3l）中下部，上距12號煤層約21m左右，可采點1個；平均厚約0.88m，含0～1層泥岩夾矸，煤層結構較簡單，該煤層控製程度低，據區域資料該煤層厚度變化大，較穩定，大部可采。
　　　礦區可采煤層特征見表3-5-1。

　　　綜上所述，礦井可采煤層頂、底板均為軟質岩，在開采過程中應加強巷道頂、底、幫的支護管理工作，預防不良事故發生。
　　　3、煤與瓦斯突出鑒定
　　　根據中國礦業大學對M8和M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定及黔煤呈生產字[2008]1078號文，黔能源煤炭[2011]610號文，M8煤層在開采+1305m水平以上不具有突出危險性，M9煤層在開采+1314m水平以上不具有突出危險性。M12和M14煤層沒有鑒定。
　　　根據黔安監管辦字[2007]345號文件《關於加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見》，礦井礦區屬煤與瓦斯突出危險區。該礦井一采區在M8、M9煤層鑒定不具有突出危險性的區域內按高瓦斯區域進行設計，未鑒定區域內按突出區域設計。礦井按煤與瓦斯突出礦井考慮。礦井必須做好防煤與瓦斯突出的措施，在建設和生產過程中必須嚴格執行《防治煤與瓦斯突出規定》的規定。礦井在在建設及生產過程中應注意煤與瓦斯的動力現象，特別是石門揭煤、煤巷掘進及采煤工作麵做好突出危險性預測，並采取相應的防突措施。
　　　3.5.2、區域突出危險性預測
　　　區域預測一般根據煤層瓦斯參數結合瓦斯地質分析的方法進行，也可以采用其他經試驗證實有效的方法。根據煤層瓦斯壓力或者瓦斯含量進行區域預測的臨界值應由具有煤與瓦斯突出危險性鑒定資質的單位進行試驗考察。在試驗前和應用前應由煤礦企業技術負責人批準。區域預測新方法的研究試驗應由具有煤與瓦斯突出危險性鑒定資質的單位進行，並在試驗前由煤礦企業技術負責人批準。
　　　根據煤層瓦斯參數結合瓦斯地質分析的區域預測方法應當按照下列要求進行：
　　　（1）煤層瓦斯風化帶為無突出危險區域；
　　　（2）根據已開采區域確切掌握的煤層賦存、地質構造條件、突出分布的規律和對預測區域煤層地質構造的探測、預測結果，采用瓦斯地質分析的方法劃分出突出危險區域。在同一地質單元內，發生了突出（或有明顯突出預兆）的位置以上20m（埋深）及以下的範圍為突出危險區；此外，根據上部區域突出點（或具有明顯突出預兆的位置）分布與地質構造的關係確定構造線兩側突出危險區邊緣到構造線的最遠距離，並結合下部區域的地質構造分布劃分出下部區域構造線兩側的突出危險區(如圖3-5-1)；

1—斷層；2—突出點；3—上部區域突出點在斷層兩側的最遠距離線；4—推測下部區域斷層兩側的突出危險區邊界線；5-推測的下部區域突出危險區上邊界線；6—突出危險區（陰影部分）
圖3-5-1 用瓦斯地質統計法推測同一地質單元內下部區域的突出危險區域示意圖
　　　（3）在上述（1）、（2）項劃分出的無突出危險區和突出危險區以外的區域，應當根據煤層瓦斯壓力P進行預測。如果沒有或者缺少煤層瓦斯壓力資料，也可根據煤層瓦斯含量W進行預測。預測所依據的臨界值應根據試驗考察確定，在確定前可暫按表3-5-1預測。
表3-5-1 根據煤層瓦斯壓力或瓦斯含量進行區域預測的臨界值

3.5.3、區域性綜合防突措施
　　按《防治煤與瓦斯突出規定》第六條的規定，防突工作堅持區域防突措施先行、局部防突措施補充的原則。突出礦井采掘工作做到不掘突出頭、不采突出麵。未按要求采取區域綜合防突措施的，嚴禁進行采掘活動。區域防突工作應當做到多措並舉、可保必保、應抽盡抽、效果達標。
　　開采突出煤層必須采取綜合性區域防突措施。區域防突措施是指在突出煤層進行采掘前，對突出煤層較大範圍采取的防突措施。區域防突措施包括開采保護層和預抽煤層瓦斯兩類。防治煤與瓦斯突出基本流程參考示意圖見下圖：

　　　一、開拓方式、開采順序、采煤方法、巷道布置、采區巷道和頂板管理符合有關防突規定
　　　礦井采用斜井開拓方式。根據礦井煤炭資源分布狀況，礦井劃分為一個水平（+1314m）。礦井可采煤層有4層煤，煤層傾角6°，采用分煤組布置，上煤組為M8、M9煤層，下煤組為M12、M14煤層，每組煤采用聯合布置開采，礦井劃分為三個采區開拓全井田，上煤組劃分為一個采區，下煤組劃分為2個采區。
　　　利用已施工的三條井筒作為本次設計的主要井筒；主斜井井口坐標為：X=2925852.350；Y=35612758.826；Z=+1361.03（+1361.03）；α=107°β=9°。副斜井井口坐標為：X=2926009.532；Y=35612496.977；Z=+1382.22；α=131°；β=27°。回風斜井井口坐標為：X=2926042.128；Y=35612478.936；Z=+1387.26；α=51°；β=27°。
主斜井落底標高為+1307m，副斜井與回風斜井落底標高為+1314m，三條井筒通過+1332m聯絡巷、+1307m聯絡斜巷、M9煤輔助運輸巷、沿M9煤運輸斜巷、+1314m聯絡巷聯通開成全礦井主要開拓係統。
　　　從+1332 m聯絡巷進入8號煤層後，沿煤層傾向布置一采區三條下山至保護煤柱後聯通，在運輸上山內布置1181采麵運輸巷，在回風下山與材料下山聯絡巷沿煤層傾斜方向布置1181回風巷，二巷通過1181切眼貫通後構成1181首采工作麵。為了保證礦井的生產接替，布置1182采麵作為1181的接替麵。在副斜井井底布置井底水倉，形成排水係統。
　　　上煤組一采區三條下山均布置在8號煤層中，采用傾斜長壁開采。
　　　後期開采
　　　在各條井筒落底+1314m標高，作下煤組石門距離14號煤層底板15m岩層中後，布置三條上山至+1376m標高，三條上山之間采用聯絡巷貫通，形成開采12號和14號煤層上山部分的通風、運輸係統。
　　　通風方式為並列式通風，通風方法抽出式。
　　　采區間的開采順序為一采區→二采區→三采區。
礦井采用1個水平開拓，共劃分為三個采區開采，開采四層煤。礦井按突出礦井設計。煤層間開采順序為：M8煤層→M9煤層→M12煤層→M14煤層。
采煤方法：采用傾斜長壁采煤方法。根據煤層賦存條件及礦井已形成的井巷工程現狀，設計首采麵回采工藝采用炮采工藝，從接替麵開采時必須采用機采工藝。
設計首采煤層為8號煤層，煤厚1.3m，設計采高1.3m,采用全部垮落法管理頂板。設計工作麵配備DZ16-30/100單體液壓支柱，支撐高度為1600～1005mm，工作阻力為30t/根，選用HDJA—1000型金屬鉸接頂梁。設計“三、四”排控頂，齊梁齊柱布置。排距1.0m，柱距0.8m，最大控頂距4.2m，最小控頂距3.2m。放頂步距1.0m。直接頂為燧石灰岩，直接頂不穩定時加強頂板支護，當頂板懸露麵積超過2×5m²時可采取強製放頂措施，若底板吸水後易膨脹，支護時可在支柱底部加“穿鞋”，防止支護插入底板。
　　　後期采用機采工藝，采用MG80-200-WD型采煤機割煤，截深0.6m。工作麵選用DW14－30/100型單體液壓支柱，配套選用HDJA—1200型金屬鉸接頂梁支柱排距1.2m、柱距1.0m，“四、五”排支護，最大控頂距6.2m，最小控頂距5.0m。采用JH-8回柱絞車回柱。
　　　二、礦井通風方式和通風係統方麵符合有關防突規定
　　　礦井通風方式為並列式，采麵采用“U”型抽出式通風，通風方法為機械抽出式；掘進麵采用局扇壓入式通風。井下巷道在適當的位置構築雙向風門、調節風門、防突風門，風井口設防爆門。主要通風機選擇兩台（一台工作、一台備用），並采用操作電控設備風機反轉反風，設計雙回路電源供電。
　　　綜上所述，礦井通風均有獨立回風係統，無串聯通風，符合防突規定要求。
　　　三、具體防突措施
　　　根據《防治煤與瓦斯突出規定》，有突出礦井的煤礦企業、突出礦井應當根據突出礦井的實際狀況和條件，製定區域綜合防突措施和局部綜合防突措施。根據該礦情況具體采取以下防突措施
　　　1、區域綜合防突措施：（1）區域突出危險性預測；（2）區域防突措施；（3）區域措施效果檢驗；（4）區域驗證。
　　　2、局部綜合防突措施：（1）工作麵突出危險性預測；（2）工作麵防突措施；（3）工作麵措施效果檢驗；（4）安全防護措施。
　　　四、開采保護層區域防突措施
　　　1、保護層的確定
　　　開采保護層是目前最有效、最經濟的防突措施。保護層，分為上保護層和下保護層；根據保護層與被保層之間的關係，分為上保護層和下保護層。
　　　選擇保護層必須遵守下列規定：
　　　1）在突出礦井開采煤層群時，如在有效保護垂距內存在厚度0.5m及以上的無突出危險煤層，除因突出煤層距離太近而威脅保護層工作麵安全或可能破壞突出煤層開采條件的情況外，首先開采保護層。有條件的礦井，也可以將軟岩層作為保護層開采；
　　　2）當煤層群中有幾個煤層都可作為保護層時，綜合比較分析，擇優開采保護效果最好的煤層；
　　　3）當礦井中所有煤層都有突出危險時，選擇突出危險程度較小的煤層作保護層先行開采，但采掘前必須按本規定的要求采取預抽煤層瓦斯區域防突措施並進行效果檢驗；
　　　4）優先選擇上保護層。在選擇開采下保護層時，不得破壞被保護層的開采條件。
　　　三德煤礦可采4層煤層M8、M9、M12、M14，煤層層間距不大, 根據選擇保護層原則，選擇M8煤層做為保護層開采。故首采工作麵布置在M8煤層。
　　　2、保護層作用有效範圍的確定
　　　1）保護層與被保護層之間的最大保護垂距
　　　研究表明，在一定的地質條件和開采條件下，保護層作用效果隨層間距加大而減小，達到一定臨界距離以後，保護作用基本消失。保護層與被保護層的最大保護垂距見表3-5-2。

　　　2）沿走向的保護範圍
　　　（1）正在開采的保護層采煤工作麵，必須超前於被保護層的掘進工作麵，其超前距離不得小於保護層與被保護層層間垂距的兩倍，並不得小於100m。
　　　（2）對停采的保護層采煤工作麵，停采時間超過3個月，且卸壓比較充分，該采煤工作麵的始采線，停采線和所留煤柱對被保護煤層的保護範圍可按卸壓角56～60°劃定，並按實際情況進行修改。沿走向的保護範圍見圖3-5-3。

　　　4）注意事項
　　　1、礦井首次開采保護層時，必須進行保護層保護效果及範圍的實際考察，並不斷積累、補充完善資料，以便盡快得出確定該礦保護層有效作用範圍的參數。
　　　2、若有簿煤帶其開采厚度小於0.5m時，必須檢驗保護層的保護效果。如果保護層的實際保護效果不好時，還必須采取防治突出的補充措施。
　　　五、預抽煤層瓦斯區域防突措施
　　　1、預抽煤層瓦斯區域防突措施
　　　M8煤層作為首采煤層開采，其工作麵開采前，必須采用預抽瓦斯消突後方能進行開采。預抽瓦斯防突的有效性指標，應根據礦井實測資料確定，無實測資料時，可根據《煤礦安全規程》的規定，煤層瓦斯預抽率大於30％確定。煤層瓦斯預抽率應用鑽孔控製範圍內煤層瓦斯儲量與抽出瓦斯量（包括打鑽時鑽孔噴出的瓦斯量、自然排放量）來計算。采用煤層瓦斯預抽率作為有效性指標的突出煤層，在采掘作業時，必須采用工作麵預測方法對預抽效果進行經常複驗。
　　　該礦井各煤層目前尚沒有實測的瓦斯含量、煤層透氣性係數、鑽孔瓦斯流量衰減係數、百米鑽孔瓦斯流量等瓦斯參數，因此，對預抽指標及解突效果無法預計。建井期間應抓緊測定上述有關參數，以便進一步補充計算確定首采M8號煤層時預抽工作麵的預抽解突時間、預抽瓦斯量等數據。
　　　預抽煤層瓦斯時，應注意以下問題：
　　　1）在未達到預抽有效性指標的區段進行采掘作業時，必須采取補充的防治突出的措施。
　　　2）鑽孔應控製整個預抽區域並均勻布孔。
　　　3）預抽鑽孔封堵必須嚴密；沿層鑽孔的封孔長度應不小於5m，穿層鑽孔的封孔長度應不小於3m。鑽孔孔口抽放負壓不應小於13KPa。
　　　4）在未受到保護的煤層中掘進鑽場等巷道時，必須采取“先抽後掘”和“四位一體”的防治突出措施。
　　　由於該礦瓦斯含量較高，設計采用對本煤層采煤工作麵及掘進工作麵進行預抽，采空區留管抽放等瓦斯抽放方法。采掘工作前必須將控製範圍內的煤層瓦斯含量降到8m3/t以下或將煤層瓦斯壓力降到0.74MPa以下。
　　　5）預抽煤層瓦斯區域防突措施時，應當符合下列要求：
　　　（1）穿層鑽孔或順層鑽孔預抽區段煤層瓦斯區域防突措施的鑽孔應當控製區段內的整個開采塊段、兩側回采巷道及其外側一定範圍內的煤層。要求鑽孔控製回采巷道外側的範圍是：傾斜、急傾斜煤層巷道上幫輪廓線外至少20m，下幫至少10m；近水平、緩傾斜巷道兩側輪廓線外至少各15m（該礦為緩傾斜煤層，按上幫輪廓線外至少15m，下幫至少15m）。以上所述的鑽孔控製範圍均為沿層麵的距離；
　　　（2）穿層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施的鑽孔應當控製整條煤層巷道及其兩側一定範圍內的煤層。該範圍與第1點中回采巷道外側的要求相同；
　　　（3）順層鑽孔或穿層鑽孔預抽回采區域煤層瓦斯區域防突措施的鑽孔應當控製整個開采塊段的煤層；
　　　（4）穿層鑽孔預抽石門揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施應當在揭煤工作麵距煤層的最小法向距離7m以前實施（在構造破壞帶應適當加大距離）。鑽孔的最小控製範圍是：石門和斜井揭煤處巷道輪廓線外12m（急傾斜煤層底部或下幫6m），同時還應當保證控製範圍的外邊緣到巷道輪廓線（包括預計前方揭煤段巷道的輪廓線）的最小距離不小於5m，且當鑽孔不能一次穿透煤層全厚時，應當保持煤孔最小超前距15m；
　　　（5）順層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施的鑽孔應控製的條帶長度不小於60m，巷道兩側的控製範圍與本條第1點中回采巷道外側的要求相同；
　　　（6）當煤巷掘進和回采工作麵在預抽防突效果有效的區域內作業時，工作麵距未預抽或者預抽防突效果無效範圍的邊界前方不得小於20m；
　　　（7）厚煤層分層開采時，預抽鑽孔應控製開采的分層及其上部至少20m、下部至少10m（均為鉛垂距離，且僅限於煤層部分）
2、區域性防突措施
　　　（1）掘進工作麵區域性防突預抽條帶瓦斯
　　　①掘進工作麵區域性防突順層預抽條帶瓦斯
　　　鑽場布置：在煤巷掘進工作麵後5m處的巷道兩幫施工鑽場。鑽場的規格應根據巷幫瓦斯抽放鑽孔布置的要求，使用鑽機的外型尺寸及鑽杆長度而定。根據礦井的具體情況，每組鑽場在煤巷兩側應交替布置，其規格為：長×高×寬=4m×掘進巷道高度×3m，采用金屬支柱支護。同側相鄰兩個鑽場之間的間距為20m。根椐不同防突措施需要各種抽放鑽場、鑽孔布置見圖3-5-5。

圖3-5-5 穿層鑽孔預抽煤層掘進條帶瓦斯示意圖
　　　（2）采煤工作麵防突措施
　　　①采煤工作麵采用預抽瓦斯作為工作麵防突措施，鑽孔直徑一般為75～120mm，鑽孔在控製範圍內應當均勻布置，在煤層的軟分層中可適當增加鑽孔數；預抽鑽孔的孔數、孔底間距等應當根據鑽孔的有效排放或抽放半徑確定。
　　　目前礦井建立了瓦斯抽放係統，應當首先采用采前預抽或邊采邊抽的防治煤與瓦斯突出的措施。
　　　采用超前鑽孔預抽瓦斯的措施時，可在運輸巷布置順層鑽孔進行工作麵瓦斯預抽，見圖3-5-6，置鑽孔間距為3m，鑽孔長度為70m。
　　　施工完所有排放鑽孔後，應排放至少4個小時後，再進行措施效果檢驗。

　　　圖3-5-6 順層鑽孔預抽回采區域煤層瓦斯區域防突措施示意圖
　　　②穿層抽放
　　　礦井開采未鑒定區域煤層時，設計在M14煤層底板布置瓦斯抽放巷，利用底板抽放巷穿層預抽未作突出危險性的鑒定區域的采煤工作麵區域，穿層預抽見示意圖3-5-7。

圖3-5-7 底板穿層抽放示意圖
　　　（3）穿層鑽孔預抽石門揭煤區域煤層瓦斯
　　　該方法適用的區域為礦井一采區開采時，穿層鑽孔預抽石門揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施應當在揭煤工作麵距煤層的最小法向距離7m以前實施（在構造破壞帶應適當加大距離）。鑽孔的最小控製範圍是：石門揭煤處巷道輪廓線外12m，同時還應當保證控製範圍的外邊緣到巷道輪廓線（包括預計前方揭煤段巷道的輪廓線）的最小距離不小於5m，且當鑽孔不能一次穿透煤層全厚時，應當保持煤孔最小超前距15m；如圖3-5-8。

　　　圖3-5-8 穿層鑽孔預抽石門揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施
　　　2、預抽煤層瓦斯區域防突措施效果檢驗
　　　對預抽煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時，應當根據經試驗考察確定的臨界值進行評判。在確定前可以按照如下指標進行評判：可采用殘餘瓦斯壓力指標進行檢驗，如果沒有或者缺少殘餘瓦斯壓力資料，也可根據殘餘瓦斯含量進行檢驗，並且煤層殘餘瓦斯壓力小於0.74MPa或殘餘瓦斯含量小於8m3/t的預抽區域為無突出危險區，否則，即為突出危險區，預抽防突效果無效；也可以采用鑽屑瓦斯解吸指標對穿層鑽孔預抽石門（含斜井等）揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗，如果所有實測的指標值均小於表4的臨界值則為無突出危險區，否則，即為突出危險區，預抽防突效果無效。
　　　但若檢驗期間在煤層中進行鑽孔等作業時發現了噴孔、頂鑽及其他明顯突出預兆時，發生明顯突出預兆的位置周圍半徑100m內的預抽區域判定為措施無效，所在區域煤層仍屬突出危險區。
　　　3、區域驗證
　　　在石門揭煤工作麵對無突出危險區進行的區域驗證，應當采用綜合指標法、鑽屑瓦斯解吸指標法或其他經試驗證實有效的方法進行。斜井揭煤工作麵的突出危險性預測按照石門揭煤工作麵的各項要求和方法執行。
　　　在煤巷掘進工作麵和回采工作麵分別采用如下方法：
　　　1）鑽屑指標法；
　　　2）複合指標法；
　　　3）R值指標法；
　　　4）其他經試驗證實有效的方法。
　　　判定采煤工作麵突出危險性的各指標臨界值應根據試驗考察確定，在確定前可參照煤巷掘進工作麵突出危險性預測的臨界值。
　　　工作麵預測方法對無突出危險區進行區域驗證時，應當按照下列要求進行：
　　　1）在工作麵進入該區域時，立即連續進行至少兩次區域驗證；
　　　2）工作麵每推進10～50m（在地質構造複雜區域或采取了預抽煤層瓦斯區域防突措施以及其他必要情況時宜取小值）至少進行兩次區域驗證；
　　　3）在構造破壞帶連續進行區域驗證；
　　　4）在煤巷掘進工作麵還應當至少打1個超前距不小於10m的超前鑽孔或者采取超前物探措施，探測地質構造和觀察突出預兆。
　　　當區域驗證為無突出危險時，應當采取安全防護措施後進行采掘作業。但若為采掘工作麵在該區域進行的首次區域驗證時，采掘前還應保留足夠的突出預測超前距。
　　　隻要有一次區域驗證為有突出危險或超前鑽孔等發現了突出預兆，則該區域以後的采掘作業均應當執行局部綜合防突措施。
　　　六、局部綜合防突措施
　　　局部綜合防突措施包括工作麵突出危險性預測；工作麵防突措施；工作麵措施效果檢驗；安全防護措施等。
　　　1、石門和井巷揭煤的防突措施
　　　1）井巷和石門揭煤工作麵危險性預測
　　　井巷和石門揭煤工作麵危險性預測方法有綜合指標法和鑽屑瓦斯解吸指標法等。該礦采用鑽屑瓦斯解吸指標法，
　　　采用鑽屑瓦斯解吸指標法預測石門揭煤工作麵突出危險性時，由工作麵向煤層的適當位置至少打3個鑽孔，在鑽孔鑽進到煤層時每鑽進1m采集一次孔口排出的粒徑1～3mm的煤鑽屑，測定其瓦斯解吸指標K1或△h2值。測定時，應考慮不同鑽進工藝條件下的排渣速度。
　　　各煤層石門揭煤工作麵鑽屑瓦斯解吸指標的臨界值應根據試驗考察確定，在確定前可暫按表3-5-4中所列的指標臨界值預測突出危險性。

　　　如果所有實測的指標值均小於臨界值，並且未發現其他異常情況，則該工作麵為無突出危險工作麵；否則，為突出危險工作麵。
　　　2）石門和井巷揭煤的防突措施
　　　（1）石門揭煤工作麵的防突措施包括預抽瓦斯、排放鑽孔、水力衝孔、金屬骨架、煤體固化或其他經試驗證明有效的措施。該礦采用預抽瓦斯防突措施。對所實施的防突措施都必須進行實際考察，得出符合該礦井實際條件的有關參數。
　　　（2）根據工作麵岩層情況，實施工作麵防突措施時要求揭煤工作麵與突出煤層間的最小法向距離為：預抽瓦斯、排放鑽孔及水力衝孔均為5m。
　　　（3）揭煤工作麵采用預抽瓦斯、排放鑽孔防突措施時，鑽孔直徑一般為75～120mm。石門揭煤工作麵鑽孔的控製範圍是：石門的兩側和上部輪廓線外至少5m，下部至少3m。
　　　（4）揭煤工作麵施工的鑽孔應當盡可能穿透煤層全厚。當不能一次打穿煤層全厚時，可采取分段施工，但第一次實施的鑽孔穿煤長度不得小於15m，且進入煤層掘進時，必須至少留有5m的超前距離（掘進到煤層頂或底板時不在此限）。
　　　（5）預抽瓦斯和排放鑽孔在揭穿煤層之前應當保持自然排放或抽采狀態。
　　　（6）在井筒和石門揭穿煤層前，必須要預測有突出危險或煤層瓦斯壓力大於0.74MPa時，為預防煤與瓦斯突出，建議采取打超前鑽孔、預抽煤層瓦斯、煤層固化等防突措施。經效果檢驗後（若效果無效，必須采取補充措施），可采用遠距離放炮揭穿煤層。井筒和石門揭穿煤層前必須嚴格按照《防治煤與瓦斯突出規定》要求，編製專門的防突措施或設計，並按規定報有關部門批準，同時應遵守如下規定：
　　　①在井筒和石門揭穿煤層前，必須打超前鑽孔，控製煤層層位，測定煤層瓦斯壓力，預測掘進石門工作麵的突出危險性。
　　　②在掘進工作麵迎頭距煤層法線10m之外，至少要打2個穿透煤層全厚並進入煤層頂（底）板不小於0.5m的超前鑽孔，掌握煤層賦存條件、地質構造、瓦斯情況等，詳見圖3-5-8。

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