郭家地煤矿（扩建）开采方案设计说明书

郭家地煤矿（扩建）开采方案设计说明书

工程规模：0.45 Mt/a

　　目 录

　　前　　言 5

　　第一章　井田概况及地质特征 12

　　第一节　井田概况 12

　　第二节　地质特征 14

　　第二章　井田开拓 27

　　第一节　井田境界及储量 27

　　第二节　矿井设计生产能力及服务年限 33

　　第三节　井田开拓 35

　　第四节　井筒 40

　　第五节　井底车场及硐室 47

　　第三章　大巷运输及设备 50

　　第一节　运输方式的选择 50

　　第二节 矿车 51

　　第三节　运输设备选型 53

　　第四章　采区布置及装备 54

　　第一节 采区布置 54

　　第二节　采煤方法 57

　　第三节　巷道掘进 63

　　第五章　通风与安全 66

　　第一节　概况 66

　　第二节　矿井通风 75

　　第三节　灾害预防及安全装备 95

　　第六章　提升、通风、排水和压缩空气设备 160

　　第一节　提升设备 160

　　第二节　通风设备 171

　　第三节　排水设备 174

　　第四节　压缩空气设备 180

　　第七章　建井工期 185

　　第一节　建井工期 185

　　第二节　产量递增计划 187

　　第八章　技术经济 189

　　第一节　劳动定员及劳动生产率 189

　　第二节 投资概算及资金筹措 190

　　第三节　原煤生产成本 192

　　第四节　销售收入、税金及利润估算 193

　　第五节　概略财务评价 194

　　第四节　矿井设计主要技术经济指标 194

　　前　　言

　　根据《关于进一步做好煤矿整顿关闭工作意见的通知》(国办发[2006]82号)等文件精神，贵州省出台了《贵州省煤矿整合指导意见》(黔煤办字[2006]291号)文件，确定了贵州省煤矿整合工作方针，并具体规划了煤矿整合工作步骤。

　　普安县楼下郭家地煤矿(以下简称郭家地煤矿)在《贵州省人民政府关于黔西南自治州兴义市等六县(市)煤矿整合和调整布局方案的批复》(黔府函[2006]201号)指导下，进行整合工作。根据贵州省国土资源厅《关于调整普安县郭家地煤矿矿区范围的批复》(黔国土资矿管函[2007]1712号)文确定，郭家地煤矿生产规模为0.45Mt/a，矿区面积为：4.23 km2，开采标高为：1350～1650m。为此，郭家地煤矿委托重庆华地工程勘察设计院编制《普安县楼下郭家地煤矿(扩建)开采方案设计》。

　　普安县楼下郭家地煤矿位于普安县楼下镇泥堡村境内，行政隶属楼下镇泥堡村，属扩建项目。原郭家地煤矿开采范围位于现矿区范围西南角，开拓规模小，生产规模仅30kt/a，矿区面积仅0.6956Km2。矿区扩大范围后，重新选址进行扩建设计，矿井扩界扩能(扩建)后矿区范围地理坐标为：东经104°58′30″~105°00′32″，北纬25°24′16″~25°26′30″。扩建后矿井不利用原郭家地煤矿的井巷工程和工业场地，井上下系统相互独立。整合后原生产系统报废。

　　一、编制设计的依据。

　　(一)地质报告及其他上阶段报告及批复文件

　　1、《贵州省人民政府关于黔西南自治州兴义市等六县(市)煤矿整合和调整布局方案的批复》(黔府函[2006]201号)

　　2、贵州省国土资源厅《关于调整普安县郭家地煤矿矿区范围的批复》(黔国土资矿管函[2007]1712号)

　　3、2007年12月，贵州省煤田地质局地质勘察研究院提交的《贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及地质勘探报告》

　　4、《<贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及地质勘探报告>矿产资源储量评审意见书》(黔国土规划院储审字[2007]964号)

　　5、《关于<贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及地质勘探报告>矿产资源储量评审备案的证明》(黔国土资储备字[2008]111号)

　　6、2008年3月，重庆地质矿产研究院提交的《贵州省普安县郭家地煤矿地质灾害危险性评估报告》及备案登记表

　　(二)设计依据的法规、规程、规范、条例、细则

　　1、《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005)

　　2、《煤矿安全规程》(2006年版)

　　3、《煤矿安全监察条例》(2000年11月国务院令第296号)

　　4、《煤矿安全基本条件规定》(国家煤矿安全监察局5号令)

　　5、《煤矿建设项目安全设施监察规定》(国家煤矿安全监察局6号令)

　　6、《煤矿救护规程》

　　7、《防治煤与瓦斯突出细则》(煤安字[1995]第30号)

　　8、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》(2000年6月国家煤炭工业局制定)

　　9、《井下探放水技术规范》MT/T 632-1996

　　10、《煤矿井下热害防治设计规范》MT5019-96

　　11、《矿井抽放瓦斯工程设计规范》(MT5018-96)

　　12、《煤矿工人技术操作规程》1996年原煤炭部制定

　　13、《矿井瓦斯抽放管理规范及反风规定》

　　14、《煤矿用带式输送机安全规程》(MT654)

　　15、《电气装置安装工程施工及验收规范》GB50254～50259-96

　　16、《建筑设计防火规范》GBJ 16-87(2001年版)

　　17、《建筑防雷设计规范》GB50057-94

　　18、《建筑灭火器配置设计规范》GBJl40-90

　　19、《煤矿井下消防、洒水设计规范》( MT/T 5032-2003)

　　20、《建筑抗震设计规范》(GB50011-2001)

　　21、《煤矿井下热害防治设计规范》MT5019-96

　　22、《矿井防灭火规范》(试行)(1988年，原煤炭部定)

　　23、《煤矿建设安全规程》(1997年，原煤炭部制定)

　　24、《建筑防灭火器配置设计规范》(GBJ140-90)

　　25、《堤防工程管理设计规范》

　　26、《电气装置安装工程施工与验收规范》(GB50254-50259-96)

　　27、《建筑防雷设计规范》(GB50057-94)

　　28、《工业企业噪声控制设计规范》(GBJ—75)

　　29、《尾矿库安全技术规程》

　　30、《民用爆炸物品安全管理条例》

　　31、《煤炭工业矿区总体设计规范》

　　32、《矿山安全法》

　　33、《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028-2006)

　　34、《煤矿井下粉尘综合防治技术规范》(AQ1020-2006)

　　35、《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026-2006)

　　36、《煤矿瓦斯抽放规范》(AQ1027-2006)

　　37、《石门揭穿煤与瓦斯突出煤层程序技术条件》MT/T 955-2006

　　38、《石门揭穿突出煤层震动爆破技术条件》MT/T 958-2005

　　39、《矿井通风安全装备标准》MT/T5016-96

　　40、《工业企业设计卫生标准》卫生部制定

　　41、《矿井通风安全装备标准》MT/T5016-96

　　42、《煤矿工人技术操作规程》(1996年，原煤炭部制定)

　　43、《环境空气质量标准》(GB3095-1996)

　　44、《地面水环境质量标准》(GHZB1-1999)

　　45、《工业企业照明设计标准》(GB50034-92)

　　46、《工业企业采光设计标准》(GB50033-91)

　　47、《环境空气质量标准》(GB3095-1996)

　　48、《地面水环境质量标准》(GHZBl-1999)

　　49、《大气污染物综合排放标准》(GBl6297-1996)

　　50、《污水综合排放标准》(GB8978-1996)

　　51、《工业企业厂界噪声标准》(GBl2348-1990)

　　52、《煤矿注浆防灭火技术规范》(MT/T702—1997)

　　53、《矿井密闭防灭火技术规范》(MT/T 698—1997)

　　(三)设计依据的政策性文件

　　1、《关于进一步做好煤矿整顿关闭工作意见的通知》(国办发[2006]82号)

　　2、《国家煤矿煤矿监察局关于加强煤矿建设项目安全设施设计审查与竣工验收工作的通知》(煤安监监察〔2007〕44号)

　　2、《关于加强煤矿顶板管理工作的通知》(安监总煤行〔2008〕176号)

　　3、《关于加强煤矿机电运输安全管理工作的通知》(安监总煤行〔2008〕175号)

　　4、《关于切实做好煤矿建设项目初步设计安全专篇编制工作的通知》(煤安监监察〔2008〕28号)

　　5、《关于加强煤矿建设项目瓦斯抽采工作的通知》(安监总煤监〔2008〕167号)

　　6、《关于遏制煤矿重特大事故的紧急通知》(安监总煤调〔2008〕162号)

　　7、《关于进一步加强煤矿水害防治工作的通知》(安监总煤调〔2008〕160号)

　　8、《关于加强煤尘防治工作的通知》(安监总煤行〔2008〕159号)

　　9、《贵州省煤矿整合指导意见》(黔煤办字[2006]291号)

　　10、《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作意见》(黔安监管办字[2007]345号)

　　11、《加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见》(黔府办发[2008]83号)

　　12、《关于加强农民工安全生产培训工作的意见》(安监总培训〔2006〕228号)

　　13、《省人民政府关于加强煤矿安全生产工作的决定》(黔府发〔2007〕32号)

　　(四)其他依据

　　1、贵州省普安县楼下郭家地煤矿采矿许可证。

　　2、普安县楼下郭家地煤矿(扩建)开采方案设计委托及承诺书;

　　3、设计人员在现场调查收集的矿井实际情况的有关资料

　　二、设计的指导思想。

　　1、认真贯彻执行国家《矿产资源法》和《矿产资源开采登记管理办法》;

　　2、认真贯彻执行《煤矿安全规程》，结合矿井具体情况，采用切合实际的技术和工艺设备，为矿井安全、正规、持续稳定的生产创造必要条件。

　　3、坚持“安全第一、预防为主”的方针。矿井安全是矿井设计的首要条件，根据矿井灾害情况，配备相应适用的、足够的安全设施、设备和检测仪器，为矿井安全生产创造必要的前提条件。

　　4、认真贯彻国家环境保护有关政策，努力作到不因矿井开发造成新的污染和地质灾害。

　　5、尽量提高矿井采掘接替的流畅性，作到布局合理、生产集中、系统完善、环节畅通，为矿井安全健康发展打下良好基础。

　　6、提高矿井的技术装备、安全装备水平，结合矿井实际，尽可能降低生产经营成本，提高矿井综合经济效益。

　　7、在保证矿井安全生产必备条件的情况下，尽可能简化系统和环节，缩短建井投产工期，减少工程量，节省投资，提高经济效益。

　　三、设计的主要特点，主要技术经济指标和分析。

　　(一)设计的主要特点

　　1、贵州省普安县楼下郭家地煤矿(扩建)设计采用斜井开拓，布置3个井筒。主斜井井口标高+1664.9m;副斜井井口标高+1663.5m;回风斜井井口标高+1675m。主、副井口之间平面距离47m，主井与回风斜井井口之间平面距离108m。主斜井采用胶带运输机运输，副斜井采用轨道提升运输，技术、工艺、设备能满足正规的、安全的、稳定的生产。后期布置北翼回风斜井和副斜井，北翼副斜井井口标高+1820m;北翼风井井口标高+1820m;

　　2、矿井设计为中央式通风系统，前期为中央并列式通风系统，后期为中央分列式通风系统。回风斜井装备2套同等能力的主要通风机，工作方式为抽出式。各采掘工作面独立回风，通风线路畅通、独立稳定，符合《煤矿安全规程》要求。

　　3、矿井划分为一个水平，水平标高为+1490m，上下山开采。主要开拓巷道布置在煤层底板岩层中。开拓布局较为合理、生产集中、系统完善，环节畅通、可靠。

　　4、井田内可供布置开采的煤层两层，即17、19煤层。井田划分为三个采区，采区走向长度550m~2700m，倾斜长700m~1665m。每个采区沿倾斜长170m划分为一个区段。采区内各煤层联合布置3条上山，即轨道上山、皮带上山和回风上山，各上山以斜巷与区段巷道连接。区段内在煤层底板岩层中布置2条瓦斯抽放巷。区段煤层巷道分层布置。

　　5、矿井设计以1个采区、1个回采工作面达产;采用走向长壁采煤法，单体液压支柱支护，割煤机割煤，全垮落法管理顶板。矿井投产时布置3个掘进工作面，即1个17煤层巷道掘进工作面和2个岩巷掘进工作面，有利于先抽后采。

　　6、本次设计按煤与瓦斯突出矿井进行设计，采用了预抽煤层瓦斯、开采保护层等综合防治突出技术措施，并考虑了瓦斯抽采利用。

　　㈡ 主要技术经济指标

　　1、项目总投资情况

　　⑴ 项目建设估算静态总投资为：10820.8万元

　　静态投资由如下部分构成：

　　井巷工程费：4065.6万元

　　土建工程费：863.57万元

　　机电设备购置及安装工程费：4541.64万元

　　工程其他费：1350.05万元

　　⑵ 矿井吨煤投资：240.46元

　　2、主要技术经济指标

　　⑴ 矿井设计生产能力：0.45Mt/a

　　⑵ 矿井煤炭资源总量：2113万t

　　⑶ 矿井可采储量：1456.15万t;

　　⑷ 矿井服务年限：25.06a;

　　⑸ 矿井开拓方式：斜井开拓

　　⑹ 矿井瓦斯等级：煤与瓦斯突出

　　⑺ 达产时采煤工作面数：1个

　　⑻ 采煤方法：走向长壁采煤法;

　　⑼ 通风方式：中央并列式;

　　⑽ 职工在籍总人数：669人;

　　⑾ 全员工效：3.06t/工;

　　⑿ 井巷工程量：9677 m

　　⒀ 矿井建设工期：34个月

　　四、存在的主要问题与建议。

　　1、矿区F9断层以南区域勘探程度不够。勘探过程中只布置有4个钻孔，其中10号、J11号勘探线所布钻孔只揭露了F9断层，对煤层赋存状况反映不完整、不准确，无法布置开拓开采。

　　2、贵州省煤田地质局地质勘察研究院2007年12月提交的《贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及勘探地质报告》在进行资源/储量估算时，根据贵州省普安县郭家地煤矿的要求，硫分未作要求，估算了平均硫分 (St,d)大于3%的19煤层、26煤层的资源/储量，但未作19、26煤层的可选性试验。因此本次设计仅考虑了17、19煤层联合布置开采，未考虑26煤层的开采。

　　3、建议项目建设单位组织对该区域进行补勘，加大勘探布局网度，查明煤层赋存，并对19、26煤层的可选性进行深入研究，以利于下一步对26煤层的开采，延长矿井服务年限。

　　4、矿井达产建设工程量较大，建设工期长(34个月)，建井施工组织难度较大。建议业主采用外委招标建设。

　　5、各煤层瓦斯含量大，煤田瓦斯储量丰富。矿井应对瓦斯资源作专题研究，走煤、电、气综合开发利用的发展道路，减轻矿井开发对环境的污染，减少资源浪费。

　　第一章　井田概况及地质特征

　　第一节　井田概况

　　一、交通位置

　　普安县楼下郭家地煤矿(以下简称郭家地煤矿)位于普安县南面楼下镇境内，行政隶属楼下镇泥堡村，矿井扩界扩能(扩建)后矿区范围地理坐标为：

　　东经：104°58′30″～105°00′32″，

　　北纬：25°24′16″～25°26′30″。

　　矿井中心点(主斜井井口)直角坐标：

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

　　郭家地煤矿位于普安县城260°方向，与普安县城直距约60km，普(安)兴(义)公路从矿区北西部经过，矿区内有简易公路通往兴仁县的新龙场镇，该矿区西部楼下镇至南昆铁路清水河站仅12公里，矿区煤炭资源的开发具有良好的外部条件，矿区交通较方便。

　　二、地形地貌

　　矿区总体为脊状山地貌，属中高山地形。山岭大致位于区内中部，呈北东～南西向延伸。地势北高南低，最高为标高2001.7m,最低为1435m,最大相对高差在567m左右;地面植被较发育，灌木、杂草丛生，部分地段为林场;地面小冲沟亦较多，并呈羽状展布，有水，流量在0.2～7l/s左右。

　　矿区河流为山区雨源型河流，河床粗糙，水流湍急，流量变化幅度大。雨季山洪飞瀑，河水暴涨;枯季流量较小。河水主要受大气降水的控制。

　　矿区内最低点标高为+1435m，为矿区最低侵蚀基准面。最高点为矿区北部拐点7附近的大坡山顶，标高约为+2015m，相对高差为665m。

　　龙潭组含煤地层多被滑坡及第四系坡积物覆盖，地形相对平缓。

　　三、气象及地震

　　区内气候温和湿润，冬无严寒，夏无酷暑，雨量充沛，属亚热带高原性季风气候区。据普安县气象站1995～2007年资料：

　　降雨量 年平均1431.1毫米，年最大1997年为1755.6毫米;年最小1996年为1144.4毫米，月最大1997年7月为567.4毫米;日最大1995年10月3日为136.5毫米。最长连续降雨1998年6月26日至7月19日计24天共计282.1毫米，最长连续无降雨1999年12月22日至2000年1月12日计22天。降雨量随季节性变化较大，5至10月占年降雨量的84.2%，其余月份仅占15.8%。

　　蒸发量 1995年至2000年为1248.5～1498.7毫米，月最大1998年4月为213.8毫米。年蒸发量(水面蒸发)大于年降雨量。

　　气温 月平均为13.6℃。月平均最高为20.5℃(7月)，月平均最低为4.6℃(1月)，日极端最高1995年6月23日为32.3℃，日极端最低2000年1月9日为～7.9℃。

　　气压 月平均最高为841.6毫巴(12月)，月平均最低为834.0毫巴(7月)。

　　湿度 月平均最高相对湿度为88%(7月)，月平均最低相对湿度为78%(4、5月)。月平均日照时数最高为189.8小时(1998年4月)，月平均日照时数最低为27.3小时(2000年2月)。

　　风力 风向以东北风为主，亦常见西南风。历年最大风速为23米/秒。最大风速多为西南风，一般出现在每年的春季。

　　积雪和积冰 日最大积雪2000年1月31日为14厘米;1996年2月26日电线积冰最大直经13毫米。

　　地温 地面月平均为15.5℃，月平均最高为35.7℃(8月)，月平均最低为6.6℃ (2月)。20厘米月平均地温15.6℃。月平均最高为22.0℃(8月)，月平均最低为8.0℃ (2月)。

　　矿区至今未做过地震基本烈度鉴定，也没有地震资料记载。据《中国地震烈度参数区划图(GB18306～2001，1：400万)》，该矿区地震烈度为Ⅵ度，地震动峰值加速度<0.05g，据《建筑抗震设计规范》(GB50011～2001)，抗震设防烈度为6度。

　　四、矿区经济概况

　　矿区及其邻近区域以农业为主，农作物主要有玉米、水稻、小麦、油菜、大豆、马铃薯等，经济作物为烟叶。

　　区内居民的经济来源仍以传统的家畜、家禽饲养为主，近年来，劳务输出逐步成为该区居民的主要收入来源。

　　五、煤田地质勘探简史及矿区开发现状。

　　1、矿区勘探史

　　1955年7月，原西南煤田地质勘探局采样二队在盘县、普安、晴隆、兴仁等县进行区域性煤质采样，填绘了1/5万地质图，对煤系分布、煤质及地质构造形态有了轮廓性了解。

　　2007年12月贵州省煤田地质局地质勘察研究院对矿区进行了资源/储量核实及地质勘探工作，提交了《贵州省普安县郭家地煤矿勘探地质报告》。

　　2、老窑和小煤矿

　　区内小煤矿和老窑主要沿含煤地层出露地段分布，分别开采17、19及26号煤层,多属季节性开采。开拓方式为平硐或斜井，规模较大的小煤矿以矿灯照明，放炮采煤，机械通风、排水，马车及轨道运输，坑木支护，顶板坚固的不支护或极少支护。开采巷道长度数十至三百多米，最大垂深50米左右。

　　3、矿区开发现状

　　原郭家地煤矿始建于1995年，2001年12月获得采矿许可证，其采矿许可证号为：5200000142102，规模为3万t/年，矿区面积 0.6956 km2，开采标高1360-1400 m，矿区拐点直角坐标为：A，2811540.00，35497530.00;B，2811540.00，35498000.00;C,2810120.00，35498000.00;D，2810000.00，35497530.00;该矿为片盘斜井开拓，走向短壁后退式采煤法。

　　六、煤炭运销和经济效益情况。

　　矿区交通条件较为优越，区内煤炭除少量供当地民用外，大量供省内外工业之需。区内煤矿企业经营效益普遍较好。

　　七、有无文物古迹旅游区及其它地面建筑等情况。

　　矿区为脊状山地貌，属中高山地形。区内无文物古迹旅游区，也无需重点保护的地面建筑等。

　　八、现有水源、电源情况。

　　矿区现有主要水源能够满足矿井生产、生活之需。

　　矿区电源主要有楼下镇110kv变电站，青山镇110kv变电站。

　　第二节　地质特征

　　一、区域构造

　　矿区位于扬子准地台西南缘，黔北台隆六盘水断陷普安旋扭构造变形区，黔西南涡轮构造带上的下甘河断裂与潘家庄背斜之间。亦是昆明山字型东翼反射弧与广西山字型西翼反射弧的交接部位。

　　二、矿区构造

　　(一)基本形态

　　郭家地矿区位于鱼龙向斜与泥堡背斜之间，属鱼龙向斜的南东翼。总体构造形态为一走向北东、倾向北西的单斜构造。在F8断层以北地层走向变化为近北向，倾向为西，F8断层以南的东部为北东向，倾向为北西，西南角走向变为近南北向，倾向为西，总体该矿区地层走向为20-45°，倾向为280-315°，地层倾角一般在12°左右。区内未见次一级褶曲。

　　(二)断层

　　区内已发现断层7条，主要分布在矿区的北西及南东两边，其展布方向主要为北东向，一般呈北东30°～45°左右，以正断层为主。落差大于或等于30米的断层有3条，落差小于30米4条;地面5条，见表1-2-1;地下隐伏断层2条，见表1-2-2。

　　其中落差小于30的4条断层：地面2条，地下隐伏断层(断点)2条;正断层4条。

　　三、构造复杂程度

　　综上所述，矿区总体为一单斜构造，局部断层较发育，且以走向断层为主，其矿区内落差大于30m的断层，F8断层、F9断层已查明，F1断层基本查明。地层产状沿走向和倾向均有一定变化，构造复杂程度可按第二类～中等构造考虑。

　　四、区域地层

　　本区与盘县煤田邻近，其区域地层划分可参考盘县煤田区域地层简表，见表1-2-3。本区飞仙关组第一、二段(T1f 1+2 )与该区域地层简表中的下段(T1f 1 )大致相当，第三段(T1f 3 )、第四段(T1f 4 )、第五段(T1f 5 )与表中的上段(T1f 2 )大致相当。

　　五、矿区地层

　　本区及邻近出露的地层为二叠系下统茅口组至三叠系下统飞仙关组，现从老到新分述如下：

　　下统茅口组(P1m)：出露不全，分布于泥堡背斜轴部的三道沟附近。主要为浅灰色、深灰色中厚层状、厚层状灰岩，含白云质团块或白云岩，具缝合线构造，产腕足类、蜓等动物化石。顶部有厚约3米左右的红褐色硅质角砾灰岩(硅质蚀变岩，相当于大厂层)，角砾结构，坚硬。与上覆峨眉山玄武岩组呈假整合接触。

　　二叠系上统(P2)

　　1、峨眉山玄武岩组(P2β)：出露不全，分布于勘探区东南部，主要岩性为灰绿色拉斑玄武岩及玄武岩、暗绿色火山角砾岩。上部夹中厚层状灰岩，含灰岩团块、腕足类及海百合化石。顶部20米左右为绿灰色含砾凝灰岩。为含煤地层的沉积基底。与上覆龙潭组呈假整合接触。

　　2、龙潭组(P3l)：勘探区主要含煤地层，为一套海陆交互相沉积。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥灰岩、煤层及灰岩组成。具水平层理、波状层理、交错层理，含腕足类、瓣鳃类、介形虫等动物化石，含大羽羊齿、鳞木等植物化石及植物化石碎片、煤核等。组内连续沉积，含煤13-29层，一般20层左右，可采煤层4层。厚度205-248m，平均222m。龙潭组厚度有自西向东逐渐增大的趋势，特别是鱼龙向斜轴部厚度最大。根据岩性及其组合、沉积特征分为上、下二段：

　　下段(P3l1)：B5顶界至含铝凝灰岩底界。中上部以粉砂岩、泥质粉砂岩为主，多含植物化石;中部为26号全区可采煤层;下部夹1-4层灰岩，含动物化石，厚度50-96m，平均80m。

　　上段(P3l2)：B5顶界至12号煤顶界。以粉砂岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩为主，局部夹细砂岩、灰岩。主要含动物化石，中上部含煤层数层，有17号全区可采煤层， 19号大部可采煤层，18号零星可采。中下部夹煤线，多含植物化石碎片，无可采煤层。厚度131-164m，平均142m。

　　3、长兴组(P3c)：含煤地层顶界至12号煤顶界。岩性以灰色灰岩、浅灰色粉砂质泥岩、泥质粉砂岩为主，夹钙质泥岩及泥岩，具水平层理、微波状层理，富含腕足类及瓣鳃类等动物化石，含植物化石碎片。含煤层1-5层，均不可采。本组地层在地表上常呈一小陡坎，顶部呈一小平台。厚度105-148m，平均116m。与下伏地层呈整合接触。

　　三叠系下统(T1)

　　1、飞仙关组(T1f )：分布于勘探区中部。岩性主要为灰绿色、灰色、紫灰色、灰紫色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、灰岩等，具波状层理、交错层理，含瓣鳃类及腕足类动物化石。组内连续沉积，与下伏地层呈假整合接触。厚度525-630m，平均580m。根据岩性分为五段：其中本区出露飞仙关组一、二段及三段。

　　第一、二段(T1f 1+2 )：主要为灰绿色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及粉砂岩，夹细砂岩、鲕状灰岩及泥质灰岩，含瓣鳃类、舌形贝等动物化石。底部具水平层理及植物化石碎片。厚度169-221 m，平均为198m。

　　第三段(T1f 3 )：岩性主要为灰紫色、紫灰色泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩，夹细砂岩、泥岩。在本区出露不全。

　　第四系(Q)：分布广泛，主要由松散的崩塌物、坡积物、沟谷冲积物、粘土等组成，厚度0-20米。

　　与下伏地层呈不整合接触。

　　六、煤层及煤质

　　(一)含煤性

　　矿区含煤地层为长兴组和龙潭组。据现有资料，长兴组仅含几层不稳定的薄煤层或煤线，不含可采煤层，在此不予详述。龙潭组为矿区主要含煤地层，厚度205～248米，平均222米。含煤13～29层，一般20层左右，煤层全层总厚14.14～30.57米，平均19.87米，含煤系数为9.0%。各组段含煤情况见表1-2-3。

　　可采煤层主要分布在龙潭组上段上部的40米左右剖面内和龙潭组下段中部的15米左右剖面内。

　　表1-2-3 龙潭组含煤层情况

　　可采煤层分述：

　　17号煤层

　　位于龙潭组上段顶部，是矿区主要可采煤层。区内有一个断薄点，位于1002孔，该孔以南应为不可采点，一个断失点，位于J1101孔。煤层采用厚度变化大，在11勘查线以北的北东面厚度大于3.50m，在11勘查线以南有变薄之趋势，1001孔为0.80m，1002号孔为0.44m，是否属断薄或是正常变薄现象，有待研究。其余较稳定。见插图1-2-2。

　　该煤层含夹石0～2层，煤层上部的一层夹石较稳定，单层厚度0.05～0.57米，为炭质泥岩;下部夹石不稳定，单层厚度0.05～0.21米，主要为泥岩。

　　煤层厚度变化主要与基底起伏有关。较厚的煤层出现在原先地势的低处，较薄的煤层则出现在高处。由于植物遗体都首先在低洼处堆积，随着泥炭层的不断堆积加厚而逐渐连成一片。

　　顶板岩性为深灰色粉砂质泥岩、偶为泥质粉砂岩、泥灰岩，夹菱铁矿薄层，水平层理发育。含动物化石，局部含植物化石碎片。

　　底板岩性：顶部0.4米左右为含根泥岩，其下为粉砂岩或泥质粉砂岩、粉砂质泥岩。

　　19号煤层

　　位于龙潭组上段上部，层位稳定，厚度变化不大，除1202孔厚度为0.28m，1002孔为断失，其余均在1.30m-3.50m间，总体上往东南方向有变薄之趋势，往北西变厚。见插图1-2-3。

　　该煤层一般含夹石1～4层，单层厚度0.06～0.76米，主要为炭质泥岩。顶部0.10～0.40米为含根泥岩。

　　顶板岩性：为粉砂岩或细砂岩，局部为泥质粉砂岩。

　　底板岩性：主要为含碳泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩，局部粉砂岩。

　　七、水文地质：

　　(一)区域水文地质概况

　　本区属云贵高原与广西丘陵盆地过渡带的中高山地形，地势总体为西北部高，东南部低，山体多与构造线一致。北东向延伸的主要山脊属珠江水系支流北盘江与南盘江之分水岭。在碳酸盐岩区发育岩溶地貌，非可溶岩区发育河谷地貌。本区主要河流为南盘江水系的楼下河与北盘江水系的南冲河，其流量分别为15660l/s(1996.7.10，热水塘)、497.71l/s (1988.7.15，潘家庄附近)，枯水期为12月至次年3月，洪水期为6～10月，最高洪水位高于平常河水面1～7m左右。河水流量变化与降雨量变化一致。

　　(二)矿区水文地质条件

　　1、地层含水性

　　根据岩性组合，岩层富水性和可采煤层赋存空间因素，自下而上将矿区内地层含水性简述如下。

　　1)峨眉山玄武岩组 (P3β)：出露在东南部边界的F1断层附近。该组未发现泉水。该组含水性弱，为相对隔水层。

　　2)龙潭组(P3 l)：该组泉水流量为0.01～0.28 l/s,主要由浅部风化裂隙水出露而成。施工的10个钻孔中有4个在该组漏水，水位标高为1609.85-1866.99m.J1102号孔对P3 l、P3c一起抽水,结果:静止水位标高1692.07m，涌水量为0.0937 l/s,单位涌水量 0.00124l/s.m。渗透系数为0.00091m/d，水化学类型为HCO3—Ca型。该组含水性弱，为矿井直接充水地层。除浅部含风化裂隙水、构造裂隙水和其夹的灰岩层局部有少量层间溶隙水外，煤层浅部还有矿窑积水。勘探区含煤地层出露带老窑较多，以平硐、斜井为主，目前生产矿井主要为矿区边界的兴仁县效益煤矿。这些煤矿采空和积水情况目前难以查明。在开采浅部煤层时，可能会诱发老窑透水。

　　表1-2-5 区域地下水类型及含水岩组富水性特征简表

　　该组在大部分地带被第四系松散物覆盖，接受第四系孔隙水、裂隙水补给条件良好。该组有间歇性有水的沟溪经过，煤矿开采时局部地带可能要受沟溪水渗入、灌入等影响。

　　3)长兴组(P3c)：该组出露泉水较大，主要在矿区南西部响水一带排泄，最大为318号泉，据泥堡勘查区1999年4月至2000年5月对其进行长期观测，流量3.24～8.46 l/s。而此次勘探由于工期短，未进行长期观测工作。但在2007年8月22日对其偶测流量时，流量达9 l/s，主要为降水入渗补给影响新至。据采样化验结果：水化学类型为HCO3～Ca.Mg型，矿化度为0.219g/l,PH值7.91。该组岩性以碎屑岩为主，中夹数层灰岩，单层灰岩厚度一般小于7.00m，该组含层间溶隙水，据J1102号孔对P3c、P3l一起抽水，Q=0.0937 l/s，涌水量较小。施工的10个钻孔有7个在该组漏水，水位标高为1612.30～1746.88m。该组总体应为弱含水层,当煤矿采空产生导水裂隙带沟通该组时，该组地下水落入矿井，增加涌水量。该组将成为矿井主要的充水含水层。

　　由于P3c与P3l均以碎屑岩为主，属基岩裂隙含水层，存在水力联系，可视为统一的含水系统，富水性弱，所含裂隙水成为未来矿井的主要充水水源。

　　4)飞仙关组(T1f1+2 )：该组岩性以砂泥岩为主。据调查该段泉水少且小，流量为0.03～0.11l/s。据312号泉采样化验，水化学类型为HCO3～Ca.K+Na，矿化度为0.085g/l，PH值7.66。除浅部含风化裂隙水外, 深部含水性弱，为相对隔水层。

　　5)滑坡：透水性好，含少量裂隙水、孔隙水、富水性弱。

　　6)第四系松散物：本层主要为残坡积物，其孔隙度大，透水性好，接受降雨补给条件良好。据调查泉水流量为0.02～1.69 l/s，一般为0.40 l/s左右，含孔隙水，富水性弱。

　　2、断层导水性

　　勘探区内断层F1、F8、F9断距较大。从钻孔水文资料分析，未发现有明显涌、漏水现象，勘探区内断层切割沟溪处尚未发现有泉水出露或漏水现象。但本区断层由于断距大，切割至下伏茅口组，造成下伏茅口组岩溶含水层与底部煤层26号接触，同时使中部17、19号煤层与茅口组间隔水层变薄，成为茅口组中承压水向矿井突水的通道。

　　3、地表水

　　勘探区内小冲沟发育，并呈羽状展布;沟水动态变化极大，季节性变化十分显著，雨季暴涨，枯季流量较小或干枯，对开矿有一定影响。界外有泥堡小河和格界田小河，流量达300-1000 l/s 。对开矿无影响。

　　4、地下水、地表水动态变化

　　根据泥堡勘查区资料，其中318号泉流量动态1999年4月至2000年5月流量观测资料。如插图1-2-5(未收集降雨量资料)。7～9月(雨季)流量高，2～6月(平、枯季)流量低。与降雨有明显关系。

　　5、矿床水文地质类型及矿井充水因素

　　1)水文地质类型

　　矿区最低侵蚀基准面标高为1435m，煤层出露标高为1545-1725m左右。矿区出露地层中长兴组(P2c)、龙潭组(P3l)为弱含水层，飞仙关组(T1f1+2)、峨嵋山玄武岩组(P3β)地层，为相对隔水层。自然条件下，长兴组含水层和地表冲沟水与煤矿未发生沟通，对局部(小面积)煤矿开采没有大的影响。随着煤矿采厚和采空面积增加，产生导水裂隙带达长兴组或地表，地表发生地裂、沉降等，长兴组含水层、地表冲沟水和大气降雨均对矿井有影响。而含煤地层龙潭组下伏茅口灰岩强含水层，由于在本区未见地下水露头点出露，水位埋藏深，但由于断层发育，断距大，特别是F1 、F8、F9号煤层，可能造成下伏茅口灰岩岩溶含水层与可采煤层接触，成为今后开采主要的可能突水地带，使水文地质条件变得复杂。故该矿区属以大气降水为主要补给水源的顶板充水的裂隙充水矿床，水文地质条件中等偏复杂。

　　2)充水因素分析

　　该矿区直接充水水源为含煤地层本身及上覆长兴组中裂隙水，间接充水水源为大气降水，茅口组中地下水;充水途径主要为矿井顶板冒落的导水裂隙带、断层带，而沿断层带及煤层露头地带的原小窑分布区，为可能的突水地带。

　　6、矿井涌水量预算

　　根据地质勘探报告，矿井涌水量采用“大井法”进行预算。

　　该矿区设计生产能力为0.45Mt/年。目前先期开采地段范围，西部以F8断层为界，南以11勘查线为界，东部以矿界为界，面积约1.30km2。根据矿井开拓设计方案，本次预算矿井涌水量最低水平为+1350m。矿区内矿床开采的主要充水水源为含煤地层本身的上覆长兴组地层的基岩裂隙水。今后矿床开采后疏排水，地下水表现为承压～无压状态，因此，本次矿井涌水量预算公式采用稳定流承压～无压“大井”公式计算。

　　公式为：Q =

 

　　式中：Q—矿井涌水量(m3/d)

　　k—含水层渗透系数(m/d)

　　H—疏干时水头高度(m)

　　h—疏干时潜水水位(m)

　　M—含水层厚度(m)

　　R—引用影响半径(m)

　　r—引用半径(m)

　　1)计算参数的确定

　　(1)渗透系数的确定

　　本次预算所采用的含水层渗透系数(K)，根据本次J1102号孔抽水试验资料确定，K值为0.00091m/d。

　　(2)含水层厚度的确定

　　本次预算采用的含水层厚度根据J1102号孔抽水层段的灰岩、细砂岩厚度确定，厚度为112.92m。

　　(3)水头高度(H)和潜水位(h)

　　本次预算水平为+1350m，先期开采地段范围内抽水钻孔的静止水位标高为+1692.07m，矿井疏干排水时，k=0，H=342.07m。

　　(4)引用影响半径(R)和引用半径(r)的确定

　　本次先期开采范围总体形状为“长方形”，面积约1.3km2，通过公式：

计算得：Q=1239m3/d

 

　　考虑到今后开采后的变化，受大气降水的影响，雨季涌水量增大，根据318号动态观测资料，变化幅度为2.47，因此雨季最大涌水量为3060m3/d。

　　由于《地质报告》仅以一个抽水孔资料预算矿井涌水量，所获得的水文地质参数有一定局限性，但总体认为采用的计算方法是可行的，结果可供设计时参考。

　　与郭家地煤矿相邻的恒泰煤矿(30万吨/年)，该矿面积约4.8Km2,据调查该矿水文地质条件与郭家地煤矿的水文地质条件相似，涌水量主要受大气降水补给，季节变化较明显，实测涌水量为2.5～44.5l/s,平均约16l/s。采用类比法预算郭家地煤矿由该矿估降雨入渗系数为0.3,由该数据估算本矿采空面积最大时平均涌水量：

　　Q1/S1=Q2/S2

　　式中，Q1-郭家地煤矿预计涌水量，l/s;

　　Q2-恒泰煤矿已知涌水量，l/s;2.5~44.51 l/s

　　S1-郭家地煤矿矿区面积，Km2，4.23 Km2

　　S2-恒泰煤矿已知采空区面积，Km2，1.90Km2

　　经计算，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

　　本次设计综合《地质报告》计算结果及类比邻近矿井涌水量情况，取正常涌水量200 m3/h，最大涌水量400 m3/h。

　　九、地质勘探程度及存在问题：

　　(一)地质勘探评价。

　　贵州省煤田地质勘察研究院于2007年12月提交的《贵州省普安县郭家地煤矿勘探地质报告》作为本次设计最终依据的地质资料。该报告全面总结了地质勘察工作过程及取得的勘察成果。勘察作业在郭家地矿区范围内分别布置有6条地质勘查线及相应的取芯钻孔，所采用的勘察方法、勘察类型归属及勘探基本网度布局等基本能满足煤田开发的要求，工作成果及取得的各类基础指标基本能满足矿井开采设计的需要。

　　(二)勘探成果中对开采的影响因素分析

　　1、地质构造对开采的影响

　　矿区内揭露的F8、F9大断层将井田范围切割为三个区域，对矿井的整体性开采布局造成较大影响。矿井建设生产过程中，必须留足断层隔离煤柱，不得开采破坏。井巷接触断层前，必须采取措施，防范破碎围岩、断层水、瓦斯的危害。

　　2、煤层对比的可靠性和稳定性分析

　　本次资源/储量核实及地质勘察工作根据岩性、古生物、物性特征建立煤层对比标志层8个，煤层4层。其中可采煤层对比结论如下：

　　17号煤层 位于龙潭组顶部，上距B3一般3米左右，对比标志明显，其对比可靠。

　　19号煤层 B4为其直接顶板，对比标志明显，对比可靠。

　　3、资源/储量可靠性评价

　　资源/储量核实及地质勘察工作所采用的方法科学，计算方法的选择、消耗量变动的计算及计算范围合理，计算结果作为本次设计采用的资源/储量，应属可靠。

　　4、其它开采条件的影响分析

　　矿区南部边界有滑坡，地表树林有倾斜现象，未发现明显活动。矿区地表冲沟发育，暴雨季节有山洪暴发。斜坡、边坡有撤落、崩塌现象，特别在矿界附近，煤矿采空引起山体开裂、下沉等，存在滑坡隠患。需采取措施防止地质灾害造成较大的损失及伤害。

　　区内矿体围岩主要为层状的坚硬半坚硬碎屑岩和可溶性碳酸盐岩。根据区域资料，矿井建设生产过程中，巷道、石门有顶部垮落、塌帮、底鼓、缩径等现象，采空区有自然垮塌、周期来压等现象。对矿井开采过程中的顶板支护方式及支护材料有一定的选择性。

　　(三)存在的问题及建议

　　1、贵州省煤田地质局地质勘察研究院2007年12月提交的《贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及勘探地质报告》在进行资源/储量估算时，根据贵州省普安县郭家地煤矿的要求，硫分未作要求，估算了平均硫分 (St,d)大于3%的19煤层、26煤层的资源/储量，但未作19、26煤层的可选性试验。因此本次设计仅考虑了17、19煤层联合布置开采，未考虑26煤层的开采。

　　2、建议项目建设单位组织对该区域进行补勘，加大勘探布局网度，查明煤层赋存，并对19、26煤层的可选性进行深入研究，以利于下一步对26煤层的开采，延长矿井服务年限。

　　3、矿井所采煤层为中高～高硫煤，自燃倾向性等级为Ⅰ～Ⅱ级，但矿井无煤层的自燃发火期的观测资料，对开采布置的准确控制有一定的影响。

　　4、勘探成果确定的井下涌水属HCO3、SO3化学类型，应为酸性水，但无井下涌水的PH值测定值。设计按PH值小于7考虑相关设备配置。

　　5、建议矿井投产前及生产过程中及时补充煤层自燃发火期观测及井下涌水的PH值测定，以检验相关配置、措施的有效性。

　　第二章　井田开拓

　　第一节　井田境界及储量

　　一、井田境界：

　　根据贵州省国土资源厅《关于调整普安县郭家地煤矿矿区范围的批复》(黔国土资矿管函[2007]1712号)文确定。郭家地煤矿生产规模为45万t/年，矿区面积为：4.6452 km2，开采标高为：1350～1650m。

　　二、储量：

　　(一)资源/储量估算范围

　　根据矿贵州省国土资源厅批复的矿区范围及矿区范围允许开采标高内，该矿区范围由18个拐点圈定(见表1-1-3)，面积4.6452km2，开采深度：+1350m～+1650m标高。进入资源储量估算的煤层为17、19、26煤层。其它煤层可采点不成片，此次工作未进行资源量估算。

　　(二)资源/储量估算方法

　　资源储量估算方法，依据《煤、泥炭地质勘查规范》(DZ/T0215-2002)执行。采用煤层底板等高线地质块段法进行资源量估算。计算公式：

　　Q=S×H×d÷cosα

　　式中Q——资源量(t)

　　S——块段平面投影面积(m2)

　　H——块段煤层平均厚度(m)

　　d——煤层视密度(t/m3)

　　a——块段煤层平均倾角

　　(三)资源/储量估算工业指标

　　根据《煤、泥炭地质勘查规范》(DZ/T0215-2002)附录E表E.2煤炭资源量估算指标的规定：煤层倾角小于25°，无烟煤及贫煤最低可采厚度采用0.80m，最高灰分 (Ad)为40%，硫分 (St,d)依据贵州省普安县郭家地煤矿的要求，硫分不作要求，最低发热量(Qnet,ar)为22.1MJ/kg;郭家地煤矿矿区煤层倾角为10°～19°，煤类均为无烟煤，因17煤层平均硫分 (St,d)小于3%，19煤层、26煤层平均硫分 (St,d)大于3%，故本次资源量估算17煤层按硫分 (St,d)小于3%估算，19、26煤层按硫分 (St,d)大于3%估算。

　　(四)资源/储量估算参数的确定

　　1、算量煤层厚度利用原则及质量如下：

　　1)块段周围工程点及块段内工程点煤层厚度大于或等于0.80m，且各工程点煤层综合验收质量必需为合格或合格以上;

　　2)厚度异常点：在块段内厚度受构造影响产生厚度陡然变大或变薄的异常点，用块段内其它见煤点的平均厚度值替代该点厚度值，该厚异常点厚度不参加该块段资源量估算;

　　3)不可采点：对尖灭点采用中点插值法求得“0”点边界线，圈定尖灭区;最低可采厚度边界线用内插法求得，圈出不可采区;参加资源量估算时，不可采点采用厚度用内插法求得的可采厚度0.80m参与计算;

　　4)采用厚度

　　(1) 煤层中单层厚度小于0.05m的夹矸，在全层灰分<40%的前提下与煤分层合并计算。

　　(2) 夹矸厚度小于煤层的最低可采厚度(0.80m)，且煤分层厚度均等于或大于夹矸厚度时，将煤分层厚度相加，作为采用厚度。

　　(3) 结构复杂煤层和无法进行煤分层对比的煤层，当夹矸总厚度不大于煤分层总厚度的1/2时，以各煤分层的总厚度作煤层的采用厚度。

　　2、块段平均厚度

　　块段周围工程点及块段内工程点煤层厚度的算术平均值。

　　3、视密度

　　用煤层平均视密度参加资源量估算。煤层视密度见表2-1-1。

　　表2-1-1 各煤层视密度一览表

　　煤层编号171926

　　视 密 度1.521.611.69

　　4、块段面积

　　块段投影面积在计算机上用面积命令直接在煤层底板等高线及资源量估算图上取得。

　　块段斜面积将块段的投影面积除以块段平均倾角的余弦值而获得。

　　5、块段倾角

　　在煤层底板等高线及资源量图上直接量取并结合剖面图相应位置量取，将量取的诸倾角取算术平均值为块段平均倾角。

　　(五)采空区边界圈定

　　根据煤矿方提供的资料，以矿区实际采空范围圈定采空区。截止到2007年9月15日，平面积共约190千平方米，采空量为75万t。

　　(六)块段划分

　　资源储量估算块段划分，原则上以达到相应控制程度的勘查线、煤层底板等高线或主要构造线为边界。相应的控制程度，是指在相应密度的勘查工程见煤点连线以内或在连线之外以本种基本线距(坑道见煤点间距)的1/4距离所划定的全部范围。

　　跨越断层划定探明的和控制的块段时，均在断层的两侧各划出30m～50m的范围内作为推断的块段。断层密集时，不跨越断层划定探明的或控制的块段。

　　探明的或控制的块段不直接以推定的老窑采空区边界、风化带边界或插入划定的煤层可采边界为边界。

　　(七)资源/储量类型确定条件

　　矿区内煤层属较稳定型，构造复杂程度属中等。按《固体矿产资源/储量分类》(GB/T17766-1999)要求，根据煤层的工程控制程度将本区煤炭资源划分为探明的内蕴经济资源量(331)、控制的内蕴经济资源量(332)和推断的内蕴经济资源量(333)三类。

　　331类：在较稳定煤层中划分，工程线距为500m、孔距<500m。该地段的煤层层位、厚度、结构、煤质、煤类、煤层产状已查明，煤层对比可靠，煤层底板等高线已控制，并且查明了落差>30m的断层，经济意义为内蕴经济的。

　　332类：在较稳定煤层中划分，工程线距为1000m、孔距<1000m，经济意义为内蕴经济的。

　　333类：较稳定煤层中以2000m线距圈定，经济意义为内蕴经济的。

　　另外，资源量的类别划分还遵循下述原则：(1)在探明的及控制的内蕴经济资源(332)范围内，断层两侧留设30m断层煤柱，将其估算为推断的内蕴经济资源量(333);(2)在探明的及控制的内蕴经济资源范围内，煤层风氧化带侧以30m圈定推断的内蕴经济资源;(3)煤层风氧化带内不估算资源量。

　　资源量估算截止日期2007年12月30日，将F8、F9断层之间的范围定为先期开采地段。

　　(八)资源/储量估算结果

　　1、全区共获得查明资源量2113万t，其中：

　　探明的内蕴经济资源量(331)为546万t;

　　控制的内蕴经济资源量(332)为461万t;

　　推断的内蕴经济资源量(333)为1106万t;

　　2、先期开采地段获得查明资源量1065万t，其中：

　　探明的内蕴经济资源量(331)为448万t;

　　控制的内蕴经济资源量(332)为280万t;

　　推断的内蕴经济资源量(333)为337万t;

　　(331+332)/(331+332+333)为68%。

　　资源/储量估算结果见表2-1-2。

　　(九)工业资源/储量

　　矿井工业资源/储量=(331)+(332)+(333)×K

　　=546+461+1106×0.8=1891.8 万t

　　(333)可信度系数K按矿井地质构造复杂程度取0.8。

　　(十)设计资源/储量

　　1、煤柱损失煤量计算

　　1)风氧化带煤柱及煤量损失计算

　　矿井开采煤层露头在矿区内有出露，在地质储量核实报告中已扣出风氧化带资源储量，设计按浅部留设矿井边界煤柱计算储量损失。

　　2)井田边界煤柱及煤量损失计算

　　沿井田上、下边界沿倾向留设30m煤柱。

　　上、下边界煤柱损失：Q=L×B×M×γ

　　式中：L—煤柱长度，m

　　B—煤柱留设宽度,m

　　M—煤层厚度,取3层煤采用平均厚度的总和，m

　　γ—容重,取平均值1.52t/m3

　　计算储量损失为(333)55.7万t;

　　计算储量损失为(333)55.7万t;

　　3)井筒保护煤柱

　　矿井主井筒均布置在煤层顶板侧，从顶板穿越煤层，根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》第85条规定，设计按 “斜井保护煤柱的留设”方法计算保护煤柱尺寸。

　　留设方法为在平面图上通过受护对象角点作矩形，使矩形各边分别平行于煤层倾斜方向和走向方向;在矩形四周作围护带，该围护带外边界即为受护边界。采用垂直剖面法确定受护对象煤柱。沿走向方向岩石移动角取δ=75°，上山移动角γ=75°，下山移动角β=66°。其中

　　煤层中固定支承压力带的宽度按下式计算：

　　S=2S1+2a

 

　　式中：L—断层煤柱宽度，m;;M—煤厚或采高，m;K—安全系数，取2.5;Kp—煤的抗张强度，取1MPa;P—水头压力，取1MPa。

　　根据以上公式计算，各煤层的断层一侧煤柱的宽度最大为17号煤层，为12.12m，考虑到断层附近的次生构造，设计断层一侧煤柱宽度均留设30m。

　　由于在储量计算过程中，已扣除断层煤柱煤量损失，本次计算不再进行扣减。

　　2、计算矿井设计资源/储量。

　　矿井设计资源/储量=矿井工业储量-煤柱损失=1891.8-55.7×0.8-14.6=1832.6 万t。

　　(十一)设计可采储量。

　　地面主井工业广场及小寨头村庄已处于断层隔离煤柱、矿井边界煤柱及煤层露头煤柱保护范围内，设计不再重复计算保护煤柱。

　　矿井可采储量=(设计资源/储量-工业场地压煤)×采区回采率

　　=1832.6×0.8=1466.1万t

　　第二节　矿井设计生产能力及服务年限

　　一、矿井建设规模

　　(一)矿井工作制度

　　根据《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005)，矿井工作制度为：矿井年工作日330d，井下“四.六”作业制，每天三班生产、一班检修，每天净提升时间为16h。

　　(二)矿井生产能力

　　根据《贵州省人民政府关于黔西南自治州兴义市等六县(市)煤矿整合和调整布局方案的批复》黔府函[2006]201号文件，郭家地煤矿为扩界、扩能(扩建)矿井，扩建后生产能力为0.45Mt/a。合理确定矿井生产能力，对矿井采掘布置安排、矿井通风运输系统、矿井生产的稳定性及可靠性、建设投资、投产期和达产期等至关重要。本次郭家地煤矿规模按0.45Mt/a设计，是否合理可行，从以下几个方面进行分析论证。

　　1、市场状况

　　郭家地煤矿扩建项目是作为建设贵州宜化、贵州兴化煤化工项目的供煤基地，贵州宜化、贵州兴化两个项目投产后，年耗煤量将达到200万t，郭家地煤矿生产的煤炭仍不能满足贵州宜化、贵州兴化的用煤需求，煤炭销售市场稳定。

　　2、资源条件

　　本井田地质构造为二类～中等，在井田范围内开采的3层煤总厚为6.79m，缓倾斜煤层;矿井占用煤炭资源2233万t，资源量丰富，能够满足矿井设计生产能力的要求。

　　3、采区及工作面布置

　　矿井以F8、F9断层为界，划分为三个区域，采用单水平上下山开拓。

　　设计将一采区定为首采区，可以减少初期建井工程量，投产期相对较短。矿井投产后，布置1个回采工作面达产。同时布置1个瓦斯预抽工作面，布置3个掘进工作面保证矿井的采掘接替，有利于矿井的集中生产。

　　4、矿井人力资源和投资能力

　　(1)人力资源：该矿邻近矿井开采历史较长，可引进有经验的采掘队伍，且矿井已聘请了相关专业的工程技术人员，对于该矿井及周边的地质情况、煤层顶底板状况及开采技术条件都比较了解;生产规模扩大后，还可以向外引进专业的采掘队伍;该项目投资方资金雄厚，采掘等专业技术人员可与相关的大专院校合作，实行定向委托培训，满足矿井安全生产需要。

　　(2)投资能力：该矿井由贵州宜化、贵州兴化共同投资组建的黔西南州新宜矿业投资开发有限公司投资建设，该公司具备投资实力。

　　综上所述，根据该矿井资源条件，矿井扩建后，从矿井的采区布置、工作面安排接替及建设资金等方面综合分析，郭家地煤矿扩建为0.45Mt/a，符合客观现实，完全可行。

　　二、设计服务年限

　　矿井及各水平服务年限按下式计算：

　　

 

　　　

 

 

　　第三节　井田开拓

 

　　一、影响井田开拓的因素

　　(一)地质构造

　　该矿井田范围内主要存在F8、F9两条大断层，均为斜交正断层，将矿井切割为三个区域，矿井开拓布置受断层限制。

　　(二)小窑及老窑

　　井田范围内无其它小窑开采破坏，原郭家地煤矿在矿区南部边界有小规模开拓布置，对矿井整体开拓部署无影响。

　　(三)煤层条件

　　矿井所采的17、19号煤层平均层间距27.32m，采用联合布置。

　　矿井所采煤层均为缓倾斜煤层，煤层平均倾角11º左右，三层主要可采煤层均属中厚煤层且赋存较稳定，从整体上看，各煤层均利于机械化开采。

　　矿井所采煤层具有自燃倾向，其中17煤层为Ⅰ类，19层为Ⅱ类，采掘部署必须考虑煤层自燃发火的预防与处理。

　　(四)瓦斯

　　矿井所采煤层为煤与瓦斯突出煤层，按规定必须建立瓦斯抽放系统，先抽后掘、先抽后采。

　　(五)水文地质条件

　　矿区最低侵蚀基准面标高为1435m，煤层出露标高为1545-1725m左右。矿区出露地层中长兴组(P2c)、龙潭组(P3l)为弱含水层，飞仙关组(T1f1+2)、峨嵋山玄武岩组(P3β)地层，为相对隔水层。自然条件下，长兴组含水层和地表冲沟水与煤矿未发生沟通，对局部(小面积)煤矿开采没有大的影响。随着煤矿采厚和采空面积增加，产生导水裂隙带达长兴组或地表，地表发生地裂、沉降等，长兴组含水层、地表冲沟水和大气降雨均对矿井有影响。而含煤地层龙潭组下伏茅口灰岩强含水层，由于在本区未见地下水露头点出露，水位埋藏深，但由于断层发育，断距大，特别是F1 、F8、F9号煤层，可能造成下伏茅口灰岩岩溶含水层与可采煤层接触，成为今后开采主要的可能突水地带，使水文地质条件变得复杂。故该矿区属以大气降水为主要补给水源的顶板充水的裂隙充水矿床，水文地质条件中等偏复杂。

　　二、矿井开拓方式的选择

　　虽井田范围内的地面地形不平坦，但煤层多数埋藏较深，该矿井无平硐开拓的可能。井田大部出露上二叠统长兴组灰岩，岩性较坚硬、稳定，矿井宜采用斜井开拓方式。

　　三、井口位置和数目的选择。

　　(一)井口及工业场地位置的选择

　　矿井扩建并扩大矿区范围后，地面主要生产系统均需重新选址建设，根据该矿区范围地表地形及工程地质条件，经现场调查，结合地面交通状况、煤炭运向、考虑场地布置要求及征地等多方面因素，井口及工业场地选择两个位置比较。

　　1、水箐方案

　　场地位于矿区井田中部以西、水箐以东约400m、矿区2号拐点附近，普(安)～楼(下镇)公路从场地内通过，初选主井口坐标为：X=2812754.22、Y=35514899.90、Z=+1664.9m。

　　优点：主公路从场内通过，交通运输条件优越;拟定主井口外场地开阔，便于工业广场布置;主、副电源距场地中央约200m，供电系统投资少;供水水源地距场地约200m;工业场地工程地质条件好，末见滑坡、泥石流等不良地质现象;距村庄较远，易于管理;开拓系统布置较方便。

　　缺点：主、副井均为反向岩石斜井并穿过煤层，需留设井筒保护煤柱。

　　2、岩脚方案

　　该场地位于中部东南侧、大岩洞以北、岩脚西南约80m处，初选主井口坐标为：X=2812353、Y=35499906、Z=+1618m。

　　优点：主斜井沿C19煤层底板岩层布置，主斜井和风井共用一个场地，地面生产系统集中，主要井巷压煤较少。

　　缺点：距村庄较近，干扰大，工业场地噪声对周围环境有一定影响;距干道公路较远，需新修约2km矿区公路，取水及供电线路相对较长。

　　3、设计采用方案：

　　综合以上因素，从利于工业场地布置来看，选择“水箐方案”较优。经现场勘察并考虑项目建设单位意见，以不压煤或少压煤为原则，设计采用“水箐方案”布置矿井工业场地，该场地处于F8断层隔离煤柱保护范围内，不需另外留设保护煤柱，同时有利于矿井生产经营。

　　另外，水箐工业场地东北侧上方约400m处为一滑坡带下边缘，为防止滑坡对主井工业场地的影响，设计在该地带下边缘砌筑挡土墙一道，挡土墙的砌筑需由项目建设单位委托有资质的单位另作专门的施工设计。

　　(二)井筒数目的选择

　　结合矿井的开拓方式，并考虑满足提升、运输、通风、排水等需要，对井筒数目提出了三个井筒和四个井筒方案。

　　1、四个井筒方案

　　矿井设主、副斜井，担负全矿井的提升、运输、进风和排水;前期在主井工业场地边缘设一个回风斜井，后期在井田北翼建一个回风斜井回风。

　　2、三个井筒方案

　　矿井设主、副斜井，担负全矿井的提升、运输、进风排水;前后期只在主井工业场地边缘设一个回风斜井回风。瓦斯抽放泵站设在主井工业广场边缘。

　　3、方案选定

　　综合考虑各方面因素，设计选定四个井筒方案。即矿井设主、副斜井，担负全矿井的提升、运输、进风和排水;在主井工业场地边缘和井田北翼各建一个风井回风。矿井F8、F9断层之间的17、19号煤层区域由中央回风斜井回风，井口坐标X：2812335、Y：35499665、H：+1675;F8断层以北及五采区由北翼风井回风，井口坐标X：2813427.08、Y：3549966535499620.64、H：+1820。

　　四、水平划分及阶段垂高的确定。

　　从该矿井田勘查线及倾向剖面图分析，区内煤层倾角达11º左右。开采标高为+1350～+1650m，开采垂高300m，高差不大。

　　设计采用单水平上下山开拓，即全矿设置一个水平，分为上山及下山两个阶段。为保持阶段平衡布置，同时考虑瓦斯抽放系统的合理、有效性，水平标高定为+1490m。上山阶段(+1490m～+1650m)垂高为160m,下山阶段(+1350m～+1490m)垂高为140m。

　　五、开拓系统布置形式选择

　　F9断层以南区域由于矿界划定不规则，勘探程度不够，煤层赋存不清，无法布置正规开拓开采系统，设计考虑留在矿井开采末期布置残采。F9断层以北区域开采范围最大、储量最多，且多为高级储量，是矿井的主采区域。

　　主、副斜井在+1490m标高落平后，布置井底车场及硐室。从井底车场向南北布置水平运输大巷分别至各采区，并与各采区上(下)车场连接。各采区内17、19煤层联合布置采准系统。+1490m标高以上为上山开采，以下为下山开采。

　　六、主要运输大巷及总回风道的布置

　　(一)大巷层位

　　本次设计按煤与瓦斯突出矿井进行设计，各主要大巷选择布置在煤层底板岩层中。由于井田内地层走向变化大，因此，各主要大巷均需在煤层底板中穿层布置。

　　(二)大巷布置

　　在+1490m标高向北布置机轨巷，与Ⅲ采区下车场连接，担负矿井北翼煤炭、材料、矸石运输及通风、行人、排水;向南布置轨道运输大巷，与Ⅰ采区下车场、Ⅱ采区上车场连接，担负矿井南翼材料、矸石运输及通风、行人、排水;由井底煤仓向Ⅰ采区皮带上山布置溜煤斜巷，担负Ⅰ、Ⅱ采区的煤炭运输。

　　Ⅰ、Ⅱ采区回风上山与回风斜井直接相连、Ⅲ采区回风上山与北翼风井直接相连，因此，本设计不考虑回风大巷的布置。

　　七、采区划分及开采顺序

　　(一)采区划分的原则及采区划分

　　1、采区划分的原则

　　(1)根据煤层赋存情况及构造的分布特点，统筹考虑，合理划分、力求各个采区能合理开采。

　　(2)有断层切割时，尽量以断层作为采区边界。

　　(3)保证采区有足够的资源/储量和合理的服务年限。

　　(4)采区走向长度本着有利于机械化开采的原则进行考虑。

　　2、采区划分

　　采区具体划分如下：

　　(1)F8、F9断层之间+1490m～+1650m标高17、19层划分为Ⅰ采区;

　　(2)F8、F9断层之间+1350m～+1490m标高17、19层划分为Ⅱ采区;

　　(3)F8断层以北17、19层联合开采区域为Ⅲ采区;

　　采区尺寸分别为：

　　(1)Ⅰ、Ⅱ采区走向长度550～800m，伪倾斜宽度1500～1665m;

　　(2)Ⅲ采区走向长度2700m左右，倾斜方向最宽700m;

　　矿井开采煤层平均厚度在1.67m ～3.1m之间，且倾角较缓，是适宜建立机械化开采的高产高效矿井。

　　Ⅰ、Ⅲ采区为上山开采，Ⅱ采区为下山开采，采用走向长壁采煤法。

　　(二)采区接替

　　矿井共划分为3个采区，矿井投产时开采Ⅰ采区。采区按顺序接替,即先布置Ⅰ采区投产，投产即达产;然后再依次布置Ⅱ采区、Ⅲ采区。每个采区形成通风系统后，即布置抽放系统进行预抽煤层瓦斯。采区内上区段抽放达标并交付采掘生产后，即抽放下区段煤层瓦斯，做到先抽后掘、先抽后采，确保矿井正常的采掘接替。

　　(三)开采顺序

　　采用下行式开采顺序，即煤层间开采顺序为先采上覆的17煤层、再开采下伏的19煤层;采区内开采顺序为先开采上区段、再开采下区段。

　　八、开采对地面村庄、水体、铁路、公路的影响

　　1、井田总体为脊状山地貌，属中高山地形。井田范围内无水体，无铁路过境，因此，井下开采不存在对水体、铁路的影响。

　　2、在井田的西北侧有青山～泥堡公路通过，大部分处于矿区边界外，只有约1.5km位于二采区西北部边界附近。按《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设及压煤开采规程》规定，参照国家三级铁路的保护要求，核实了M1—M5控制点采厚比，均大于60，井下开采的沉陷不会波及到该公路。不需留设公路保护煤柱即可采用全部垮落法开采。见井上下对照图及开拓方式总平面图中M1—M5点采厚比。

　　3、井田范围地面人烟稀少，只在小寨头有一座村庄，但该村庄位于六采区17、19号煤层露头线附近，也处于F9断层影响区域内，设计已留设煤层风氧化带煤柱及断层隔离煤柱，该村庄处于煤柱保护范围内，不另设煤柱保护。

　　4、主井筒从煤系顶板进入，需留设井筒保护煤柱。工业广场位于矿区边界及F8断层断层附近，在选择位置时，以不压煤为原则，已留设的断层隔离煤柱和井田边界煤柱已足以保护，不另外压煤。

　　第四节　井筒

　　一、井筒用途、布置及装备。

　　根据开拓部署，经方案比选，矿井采用斜井开拓方案。

　　(一)主斜井

　　主要用于提升煤炭，并兼作矿井进风斜井及矿井安全出口通道。主斜井特征及装备见表2-4-1，井筒断面布置见插图2-4-1。

　　(二)副斜井

　　担负矿井进风、排矸、排水、进出材料设备，上下人员等，并作为矿井安全出口通道。巷道特征及装备见表2-4-2，井筒断面布置见插图2-4-2。

　　二、井壁结构：

　　(一)井筒工程地质和水文地质情况

　　1、井筒穿越地层

　　主、副斜井及中央回风斜井从地表斜穿地层，主、副斜井落平于+1490m标高龙潭组地层，揭露地层4个层序。根据资料，综述如下：

　　(1)第四系(Q)

　　分布广泛，主要由松散的崩塌物、坡积物、沟谷冲积物、粘土等组成，厚度0～20m。

　　(2)三叠系(T)

　　下统(T1)

　　飞仙关组(T1f)

　　分布于矿区中部。岩性主要为灰绿色、灰色、紫灰色、灰紫色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、灰岩等，具波状、交错状层理，含瓣鳃类及腕足类动物化石。组内连续沉积，厚度252～630m，平均580m。根据岩性分为五段：其中本区出露飞仙关组一、二段及三段。

　　第三段(T1f3)：岩性主要为灰紫色、紫灰色泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩，夹细砂岩、泥岩。在本区出露不全。

　　第一、二段(T1f1+2)：主要为灰绿色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及粉砂岩，夹细砂岩、鲕状灰岩及泥质灰岩，含瓣鳃类、舌形贝等动物化石。底部具水平层理及植物化石碎片。厚度169～221 m，平均为198m。

　　(3)二叠系(P)

　　1、长兴组(P3c )

　　含煤地层顶界至12号煤顶界。岩性以灰色灰岩、浅灰色粉砂质泥岩、泥质粉砂岩为主，夹钙质泥岩及泥岩，具水平层理、微波状层理，富含腕足类及瓣鳃类等动物化石，含植物化石碎片。含煤层1-5层，均不可采。本组地层在地表上常呈一小陡坎，顶部呈一小平台。厚度105～148m，平均116m。

　　2、龙潭组(P3l)

　　矿区主要含煤地层，为一套海陆交互相沉积。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥灰岩、煤层及灰岩组成。具水平层理、波状层理、交错层理，含腕足类、瓣鳃类、介形虫等动物化石，含大羽羊齿、鳞木等植物化石及植物化石碎片、煤核等。组内连续沉积，含煤13～29层，一般20层左右，可采煤层4层。厚度205～248m，平均222m。龙潭组厚度有自西向东逐渐增大的趋势，特别是鱼龙向斜轴部厚度最大。根据岩性及其组合、沉积特征分为上、下二段：

　　上段(P3l2)：B5顶界至12号煤顶界。以粉砂岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩为主，局部夹细砂岩、灰岩。主要含动物化石，中上部含煤层数层，有17号全区可采煤层， 19号大部可采煤层，18号零星可采。中下部夹煤线，多含植物化石碎片，无可采煤层。厚度131～164m，

　　平均142m。

　　下段(P3l1)：B5顶界至含铝凝灰岩底界。中上部以粉砂岩、泥质粉砂岩为主，多含植物化石;中部为26号全区可采煤层;下部夹1～4层灰岩，含动物化石，厚度50～96m，平均80m。

　　另外，井筒前进方向150～280m段为F8断层破碎带;280m～井底(+1490m标高)段为煤层穿越带;未发现地温异常及放射性元素异常。

　　2、井筒围岩的工程岩体分级及稳定性情况

　　根据各组岩体的完整程度和坚硬程度，依照《工程岩体分级标准》(GB50218-94)进行岩体基本质量分级，在此基础上对地下水、软弱结构面、高初始应力的影响进行修正，得出工程岩体分级为Ⅱ～Ⅲ级，除断层破碎带外，岩体有一定的自稳能力。

　　3、井筒水文地质情况

　　(1)井筒地层含水性

　　对井筒由上到下穿越地层的含水性简述如下。

　　1、第四系松散物：其孔隙度大，透水性好，接受降雨补给条件良好。

　　2、飞仙关组(T1f1+2 )：地表泉水少且量小，流量一般为0.03-0.11l/s。除浅部含风化裂隙水外,深部含水性弱，为相对隔水层。

　　3、长兴组(P3c)：地表出露泉水较大，主要在矿区南西部响水一带排泄，最大为318号泉，流量达29l/s(2007.8.22)。勘探施工的10个钻孔有7个在该组漏水，水位标高为+1612.30m～+1746.88m。本组为强含水层,但含水不均匀。距井筒最近(500m)的241号泉流量仅0.03l/s。当煤矿采空产生导水裂隙带沟通该组时，地下水落入矿井，增加涌水量。本组为矿井主要的充水含水层。

　　4、龙潭组(P3l)：地表泉水流量为0.01-0.28 l/s,主要由浅部风化裂隙水出露而成。勘探施工的10个钻孔中有4个在该组漏水，水位标高为+1609.85m～1866.99m。J1102号孔对P3l、P3c一起抽水,结果:Q=0.0937 l/s,S=75.27m,q=0.00124l/s.m。该组含水性弱，为矿井直接充水地层。除浅部含风化裂隙水、构造裂隙水和其夹的灰岩层局部有少量层间溶隙水外，煤层浅部还有矿窑积水。勘探区含煤地层出露带老窑较多，以平硐、斜井为主，目前生产矿井主要为矿区边界的兴仁县效益煤矿。这些煤矿采空和积水情况目前难以查明。在开采浅部煤层时，可能会诱发老窑透水。

　　龙潭组地层在地表大部分被第四系松散物覆盖，接受第四系孔隙水、裂隙水补给条件良好。该组有间歇性有水的沟溪经过，煤矿开采时局部地带可能要受沟溪水渗入、灌入等影响。

　　(2)断层导水性和含水性

　　矿区内F1、F8断层断距较大。从钻孔水文资料分析，未发现有明显涌、漏水现象，断层切割沟溪处尚未发现有泉水出露或漏水现象。区内断层或破碎带在碎屑岩地层中含水性弱，导水性差。

　　(3)井筒涌水量预计

　　根据工程地质勘探报告资料估算，浅层承压水井筒涌水量约6.75m3/h，深层承压水井筒涌水量约12.10m3/h。

　　(4)井筒地下水的腐蚀性评价：

　　浅层承压水对混凝土无腐蚀性，对钢铁具有弱腐蚀性;深层承压水属HCO3、SO3化学类型，对混凝土、钢铁均具有腐蚀性。

　　4、井筒工程地质、水文地质对井壁结构、井筒施工的影响

　　斜井井筒需穿越断层破碎带等灾害性地质构造，矿井所采煤层为煤与瓦斯突出煤层，井筒施工进入煤层穿越带时需采取防突措施，井筒工程地质条件中等。

　　第四系为极软岩，无自稳能力的地层厚度0～20m;断层穿越带长达130m。井筒在穿越第四系岩层及断层破碎带时，围岩对井壁的侧压力较大，对井壁结构的强度要求高，井壁厚度要求大。

　　井筒水文地质条件简单，单层含水层平均厚度为116m，但该层含水不均匀，井筒涌水量小，对井筒施工有利。但深层承压水压力大，对混凝土、钢铁均具有腐蚀性，地下水对井壁结构设计有影响，对井壁材料及排水设备均有要求。

　　(二)井壁结构形式、井筒施工方法

　　由于该矿两条主要井筒的间距较小，穿过的地层情况基本一致，其井壁结构形式、施工方法基本相同。

　　根据勘探资料，经初步地压计算，主斜井和副斜井穿越第四系松散层和基岩风化带，需采用双层钢筋砼支护。对于未风化的三叠系和二叠系地层，围岩有一定的自稳能力，拟采取锚喷支护。断层破碎带岩性破碎，自稳能力差，拟采取锚网喷砼进行初期支护，待围岩变形稳定，应力有所释放后，采用单层钢筋砼进行二次支护。因地下水对钢材和混凝土有腐蚀性，井壁的混凝土材料选用需考虑抗腐蚀性能。

　　依据目前国内斜井井筒施工方法和手段，结合该矿井筒的工程地质和水文地质条件分析，两井筒均可采用普通钻爆法施工。对于部分涌水量较大，自稳能力差的地层，经超前钻探，可采取工作面预注浆措施予以加固，仍采用普通钻爆法施工通过。地层自稳能力差的区段，施工中应实行短段掘砌，及时进行临时支护或初期支护，适时进行永久支护。

　　第五节　井底车场及硐室

　　矿井为斜井开拓，煤炭运输通过皮带运输机提升到地面;辅助运输采用1t矿车，通过副斜井由绞车提升到地面。煤炭运输和辅助运输形成互不干扰的两个独立运输系统，井底车场主要满足矿井的辅助运输。

　　根据开拓布置，矿井副斜井井底车场设在+1490m水平。

　　一、井底车场形式的选定。

　　该矿井煤炭运输采用皮带运输机运输方式，井底车场只承担掘进矸石和掘进工程煤运输、材料设备运输和人员运送等矿井辅助提升任务。井底车场形式不受采区煤炭装车和调车方式的影响，布置比较灵活。因采用固定矿车运输，结合+1490m水平运输大巷的方向、副斜井的位置及地面布置，设计采用顺向平车场，由副斜井与井底车场连接线路、副斜井空重车线、人车停放线等运输线路组成。

　　二、空重车线长度的确定、调车方式及车场通过能力的计算。

　　列车由5t蓄电池机车牵引，每列混合车由15辆1t固定矿车组成。

　　列车空、重车线长度分别为：

　　L =lk×m+l机+l制

　　=2.2×15+4.5+10

　　=47.5m，取50m

　　式中：lk ——1. t固定式矿车长度，2.2 m;

　　m——每列车的矿车数，15辆;

　　l机——机车长度，4.5m;

　　l制——列车制动距离，慢车制动，取10m。

　　调车方式：采用机车低速顶车调车。

　　水平运输大巷及井底车场均为双道线路，以道岔过渡，进行功能区分。井底车场通过能力计算：

　　

 

　　式中：N——车场通过能力，kt/a;

　　Ta——每年运输工作时间，年工作330d，每天运输时间16h，则Ta=300×16×60=316800min;

　　Q——每一调度循环进入车场的所有列车的净载矸石量，

　　Q=2.5×7×2=35t;

　　1.15——运输不均衡系数;

　　T——每一调度循环时间，取20min;

　　矿井年矸材运输量按60kt计算，通过能力富裕系数=482/60=8.03，车场通过能力富余系数大于30%，满足设计规范要求。

　　井底车场线程短、运行简单，只作为矿井辅助运输，能力富余量大。线路图及运行图表略。

　　三、井底车场硐室名称及位置;

　　井底车场硐室主要有井底空、重车线路、井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、水仓、乘车道、消防材料库等。分述如下：

　　1、设计将消防器材库设在+1490m井底车场与主斜井联络车场之间，两端分别与井底车场与主斜井联络车场贯通形成出口，长度20m。

　　2、在副斜井落平点3m处设信号硐室一座，斜井信号硐侧落平点至管子道岔口段巷道刷宽2m，铺设1.5m宽的台阶作为人车乘车道。

　　3、中央变电所与主排水泵房联合布置，其布置尽量靠副斜井井筒，以利于电缆的进入、排水管和井筒间的联系。

　　4、水泵房设在井底车场内斜井落平点附近，从车场进入，一端通向中央变电所，一端开管子道与副斜井联通，共三个出口。泵房与中央变电所之间设防火门隔离。考虑矿井水文地质条件，泵房内常设4台水泵，另预留1台水泵的安装位置。设计泵房底板高出车场巷道底板50cm，管子道从副斜井开口引出，交叉点高出大巷底板7m以上，在运输大巷进入泵房、变电所入口外适当位置设置薄壳型防水闸门。

　　7、设主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。各仓的有效容量能容纳8h的正常涌水量，计算不小于1600m3。水仓有效容积按80%计算，其巷道净工程量不小于4000 m3。水仓支护材料必须考虑防腐蚀要求。

　　8、井底煤仓垂高66m,为直径3m的圆断面仓体，砼砌碹支护，设在主斜井井底车场，容量500m3。

　　四、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及护材料。

　　井底车场主要巷道和硐室均布置在19煤层底板岩层中，以锚喷支护为主，详见巷道断面图册。水仓与石门大巷的平面交叉点及其它平面交叉、岩柱厚度不足20m的下方侧巷道必须采用加厚钢筋砼砌碹支护，确保大巷运输安全。

　　井底车场及硐室工程量见表2-5-1。

　　表2-5-1 井底车场及硐室工程量表

　　第三章　大巷运输及设备

　　第一节　运输方式的选择

　　一、井下煤炭运输方式的选择

　　根据矿井开拓布置，南翼Ⅰ、Ⅱ采区皮带上山位于井底煤仓上方，设计布置一条溜煤斜巷连接井底煤仓和皮带上山，煤炭直接溜入井底煤仓，溜煤斜巷坡度26°，长度59m;北翼Ⅲ采区至井底　车场约1290m，高差56m,布置1条960m长的机轨运输大巷，坡度3°42′，落平于+1490m标高，与+1490m北轨道大巷相连，并以1条长330m、坡度1°45′的皮带运输大巷连接到井底煤仓。

　　因此，井下大巷煤炭运输方式为南翼采用溜煤斜巷直接入仓，北翼采用皮带运输。井底煤仓设1台给煤机，向主斜井皮带给煤。

　　二、井下辅助运输方式的选择

　　根据开拓设计，副斜井装备双滚筒提升机，配备斜巷人车，担负全矿井矸石、材料、设备及人员提升运输。

　　(一)材料、设备和人员的运输

　　井下大巷采用轨道运输材料、设备，坡度3‰以下的巷道采用5T蓄电池电机车牵引，坡度3‰以上的采用小绞车牵引。由于运输距离在1500m以下，大巷人员采用步行到各采区

　　(二)井下掘进煤和矸石的运输

　　岩层巷道掘进工作面采用ZYP-15B型耙斗装岩机装矸、进入石门10m垂距开始采用人工装矸，矸石采用轨道运输，经采区轨道上山下放到采区下车场，机车牵引到井底车场，经副斜井提升到地面。

　　煤层巷道采用人工装矸，坡度3‰以下巷道人力推车、3‰以上巷道采用上绞车牵引，矸石运到区段溜煤眼翻倒，经采区皮带上山、溜煤斜巷、井底煤仓、主斜井皮带运输到地面。

　　三、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号

　　(一)主要运输巷道断面及支护方式

　　运输大巷、轨道大巷均布置在岩层中，直墙半园拱形断面，主要采用挂网锚喷支护，岩层破碎地段采用混凝土砌碹支护。轨道大巷净宽4.7m，净高3.85m，净断面积14.7m2，巷道内铺设双轨。运输大巷净宽4.7m，净高3.85m，净断面积14.7m2布置，巷道内轨道及皮带平行铺设。

　　(二)巷道坡度及钢轨型号

　　轨道大巷坡度为3‰，运输大巷最大坡度为3°42′。轨道采用30kg/m钢轨，600mm轨距，钢筋砼轨枕。

　　第二节 矿车

　　一、矿车型号

　　(一)固定式矿车

　　根据大巷运输方式，结合运输设备的选型，选用600mm轨距，1t固定式矿车，型号为MG1.1-6A。

　　(二)材料车

　　根据选用的MG1.1-6A矿车，配套用600mm轨距1t材料车，型号为MC1.5-6A。

　　(三)平板车

　　该矿井机械化水平较高，为满足高档普采工作面搬迁需要，按照有关规程，并结合配用的矿车，选用600mm轨距2t平板车，型号为MPC2-6。为利于单体支柱、采煤机等重型设备的运送，另配备600mm轨距、MPC13.5-6型重型平板车。

　　(四)人车

　　斜井采用XRB15—6/6型人车、平巷采用PRC12—6/6型人车运送人员。

　　矿车规格特征见表3-2-1。

　　表3-2-1 矿车规格特征表

　　第三节　运输设备选型

　　一、主要运输设备

　　根据开拓布置，煤炭运输量，投产时主斜井、+1490m皮带运输大巷及采区皮带上下山之皮带机选型如下。

　　1、主斜井皮带运输大巷皮带运输机:

　　主斜井总长度L=547m;倾角22°;运输量350t/h;工作制330d/a,16h。

　　选型结果：选用DTⅡ(A)-10080.2型钢绳芯大倾角强力皮带机运输，带强为ST3150 N/mm，采用变频驱动技术。带宽1.0m，带速2.0m/s，采用单滚筒+双驱动装置传动，电动机装机功率为160 kW×2。

　　2、采区皮带上下山皮带运输机

　　首采区皮带上山皮带机：Q=200t/h，提升标高+1612m～+1526m， L=478m，倾角 8°，弧形变坡，V=2.0m/s。选配DTⅡ(A)-8063.2型钢绳芯输送机，带强ST2500 N/mm，，采用变频驱动控制技术， B=800mm，输送长度760m，采用单滚筒+双驱动装置传动，电动机装机功率为75kw×2。

　　二、大巷辅助运输设备

　　蓄电池机车具有系统简单、环节少、运营管理简单等优点，设计推荐选用XK5-4.6.7.9/48-2A型防爆特殊型蓄电池机车作为大巷辅助运输的牵引设备。

　　矿井投产时选用2台机车，1台使用、1台备用。

　　第四章　采区布置及装备

　　第一节 采区布置

　　一、移交生产及达产时采区位置、数目和工作面生产能力

　　(一)移交生产及达产时采区位置

　　结合该矿井的地质构造、煤层赋存状况、开采条件、生产规模和矿井开拓方案，经分析、比较，选择Ⅰ采区为首采区，位于F8断层～F9断层之间，走向长约500～800m，垂高160m，倾斜长约920m。

　　首采区具有如下特点：

　　1、是高级储量区，资源条件好。

　　2、利用轨道上山、皮带上山、回风上山、区段抽放巷和轨道石门等开拓巷道兼作首采区的准备巷道，节省矿井投产初期工程量。

　　3、沿走向布置回采，施工期短，投资省。

　　(二)回采工作面生产能力、数目

　　矿井为单水平开拓，按采面斜长170m划分区段。回采工作面采用5位编码法编号。第一位为采区编号;第二、三位为煤层编号;第四、五位为区段顺序号，按由上向下的顺序编号。

　　回采工作面的生产能力按下式计算：

　　Q=b×L×m×γ×C

　　式中：Q—回采工作面年产量，Mt/a;

　　b—回采工作面长度，m;

　　L—回采工作面年推进度， m;

　　m—煤层平均厚度，m;

　　γ—煤的视密度，取1.51t/m3;

　　C—工作面回采率，取0.95。

　　工作面及矿井年产量计算见表4-2-1

　　表4-2-1 矿井及工作面产量计算表

　　经以上计算，矿井投产时，开采19煤层，回采工作面产量为0.448Mt/a，掘进工程煤按回采煤量的5%计算，，则矿井年产煤量为0.47Mt/a，能满足设计生产能力0.45Mt/a的要求。

　　矿井达到设计生产能力时，为1个采区、1个采煤工作面生产。

　　二、开采顺序

　　该井田为缓倾斜斜煤层，共划分了3个采区，基于前述分析，开采顺序为先采Ⅰ采区，再采Ⅱ采区，后采Ⅲ采区;各煤层之间由上而下顺序回采;在同一层煤中，区段由上而下接替;回采工作面采用后退式回采。

　　三、采区巷道布置

　　(一)采区上下山布置

　　每个采区布置3条上山，即采区皮带上山、轨道上山和回风上山。

　　1、皮带上山

　　皮带上山沿19煤层底板岩层布置，距19煤层底板法线距离30~50m，并以溜煤眼与各区段运输石门相连，主要担负采区的煤炭运输任务。首采区皮带上山倾角8上端标高+1612m，下车场标高+1490m，并在+1526m标高以溜煤斜巷与井底煤仓相连。

　　2、回风上山

　　每个采区设1条专用回风上山，贯通整个采区。首采区回风上山倾角8 º，上端标高+1633m，布置在皮带上山上方，下距皮带上山12m，专门担负采区的回风任务。回风上山通过回风石门与各区段巷道连接，并与回风斜井直接相连。

　　3、轨道上山

　　轨道上山与回风上山布置在同一层位。首采区轨道上山倾角8 º，上端标高+1633m，下车场标高+1490m，并以运输石门与各区段巷道连接。主要担负矿井的矸石、材料设备运输及进风行人任务。

　　(三)区段巷道布置

　　每个区段布置有瓦斯抽放巷、运输巷、回风巷和溜煤眼。

　　1、瓦斯抽放巷

　　由于区段斜长达170m，每个区段布置2条瓦斯抽放巷，以保证运输巷、回风巷掘进条带及回采范围内煤层瓦斯的抽放效果。运输石门掘到预定位置后，即沿19煤层底板岩层走向布置瓦斯抽放巷，抽放巷距19煤层底板法线距离22m。此外，在区段中部从轨道上山开口作抽放石门到预位置后即布置瓦斯抽放巷。各区段瓦斯抽放巷在末端以联络巷贯通，并与回风石门连接，构成通风系统。

　　2、运输巷、回风巷

　　各区段运输巷、回风巷分层布置在17、19煤层中，并以运输石门、回风石门与采区轨道上山、回风上山连接。

　　上区段运输巷通过沿空留巷作为下区段的回风巷。

　　3、区段溜煤眼

　　在每个区段运输石门内布置溜煤眼与采区皮带上山连接。溜煤眼下口设给煤机。

　　四、采区车场、装载点及硐室

　　根据采区巷道布置方式，采区轨道下山设有上部车场及中部各区段车场。上部车场和中部车场均为甩车场

　　在采区中部各区段石门与皮带上山之间设区段溜煤眼及给煤机硐室。

　　采区硐室主要有采区配电所，采区轨道上山、皮带上山绞车房及其配电所和控制室，皮带上山皮带机的机头、机尾硐室等。

　　五、采区煤、矸运输和辅助运输方式

　　(一)煤炭运输

　　回采工作面的煤由刮板运输机、顺槽刮板转载机转入顺槽皮带运输机，经运输石门至区段溜煤眼，溜放至皮带上山，进入主斜井井底煤仓，再由主斜井皮带运输机输送出地面。

　　(二)矸石运输

　　掘进工作面煤炭运输至溜煤眼翻倒，进入采区皮带上山;掘进工作面矸石由矿车装运，经运输石门至采区轨道上山。

　　(三)材料、设备及人员运输

　　材料、设备在采区由轨道上山提升至各区段车场，在区段石门内由调度绞车拖运至抽放巷、顺槽，再由顺槽调度绞车拖运至工作面。人员进出采区经轨道上山步行。

　　七、采区通风及排水

　　(一)通风

　　新鲜风流由主、副斜井进入井下，经+1490m水平井底车场、水平运送大巷、采区轨道上山和皮带上山、抽放巷、运输顺槽至工作面;风流清洗工作面后，经回风顺槽进入区段回风石门、采区回风上山，最后从各总回风斜井排出地面。

　　(二)排水

　　采区巷道均设有水沟。一采区各巷道的水自流，经采区轨道上山到+1490m水平井底主水仓。

　　第二节　采煤方法

　　一、采煤方法的选择

　　该矿井的地质构造、煤层赋存情况、开采技术条件等，详见“第一章、第二节”有关描述。

　　该矿井田属缓倾斜煤层群;煤层顶板为泥岩，炭质泥岩，泥质砂岩等，易垮落;各煤层瓦斯含量高，属煤与瓦斯突出矿井，经采取瓦斯抽放等防突措施后，可采用炮采及滚筒式采煤机进行机采等多种采煤方式。根据我国现有采煤方法、技术，设计考虑矿井达产后布置一个高档普采工作面生产。

　　矿井首采区为一采区，位于F8～F9断层之间，有可采煤层2层，即17、19煤层。煤层间距为29.32 m。根据井田开采技术条件及类似矿区的生产经验，设计确定首采区采用走向长壁采煤方法，全部垮落法管理顶板，采用割煤机落煤工艺。

　　二、工作面采、装、运煤方式及设备选型

　　(一)工作面采、装、运煤设备选型

　　1、采煤机选型

　　该矿井开采中厚缓倾斜煤层。目前，国内缓倾斜煤层开采已广泛使用滚筒式采煤机，具有较成熟的生产实践经验。设计针对该矿井的煤层赋存条件和开采技术条件，选用MG132/320-W液压牵引双滚筒采煤机，其具体性能参数如下：

　　采高(m)：1.3～2.88;

　　机面高(mm)：969(1069);

　　适应倾角(°)：≤35;

　　最小卧底量(mm)：196;

　　牵引速度(m/min)：0～8.3;

　　牵引力(KN)：313;

　　截深(m)：0.6;

　　操纵方式 ：中间手动牵引和调高，两端液控调高;

　　牵引方式 ：液压传动，摆线轮销轨式无链牵引;

　　滚筒直径(m)：Φ1.4;

　　滚筒转速 (r/min)：46.52;

　　机重(t)：22;

　　拖缆方式 ：强力直拖;

　　装机功率(kw)：320(其中2台截割电机2×132Kw，2台牵引电机25Kw，1台11 Kw，共计2×132+2×25+11=320Kw);

　　电压(V)：1140;

　　最大不可拆卸部件为主机身，其尺寸和重量如下：长×宽×高(mm)：2720×975×650;

　　重量(t)：7;

　　主泵型号 ：ZB107/6.0 (斜轴式轴向柱塞泵);

　　马达型号 ：A2FE107/WP(内藏式定量马达);

　　调高泵型号 ：A2F10R4P1(轴向柱塞泵);

　　主电缆型号 ： UCPQ3×70+1×16+3×4;

　　供水管型号 ：KJR19;

　　配套开关型号 ：DQZBH—300/1140。

　　2、工作面运煤设备

　　工作面选用SGB630/220型刮板输送机运输，功率2×110kW，1140V ;最大输送量400t/h，铺设长度120～200m。

　　3、运输巷运煤设备

　　采面运输巷配备1台SSJ800/2×4型可伸缩皮带输送机，带宽800mm，长度800m，功率2×40kW，输送能力400t/h，660V;配套转载机选用SZD-730/110型，转载能力400t/h，功率110kW，660V;破碎机选用PCM55型，能力500t/h，功率55kW、660V。

　　(二)采区辅助运输设备

　　采区轨道上山配备JTKB-1.6×1.2型绞车。通过轨道上山及区段甩车场进入区段轨道石门与煤层运输巷连接，运送材料、设备至煤层运输巷。运输巷内材料、设备的运输初期采用JD-1.6调度绞车基本能满足要求，随着矿井的生产发展，为提高生产效率，可考虑装备无极绳连续牵引系统。

　　采煤工作面主要设备配备详见表4-2-1。

　　三、工作面顶板管理方式及支架设备选型

　　(一)工作面顶板管理方式

　　根据煤层顶底板的开采技术条件及工作面采煤配套设备要求，结合类似矿区的实践经验，设计确定该矿井回采工作面采用全部陷落法管理顶板。

　　(二)支架选型

　　根据煤层顶底板岩性特性，工作面选用单体液压支柱配合铰接顶梁组成棚式支架。支架的选型计算如下：

　　1、支护强度计算

　　Pt= n ×∑h×γ×9.81

　　式中：Pt—考虑直接顶及老顶来压时的支护强度，KN/m2;

　　n—增载系数，即老顶来压与平时来压强度的比值，无因次;取n=2

　　∑h-直接顶岩层厚度，m;取∑h=M/(K-1)，式中，M为采高，m，按17煤层采高取M=2.8m;K为岩石碎胀系数，无因次;取K=1.4

　　γ-直接顶岩层容重，t/m3;取γ=2.4 t/m3

　　经计算，采煤工作面支护强度为：

　　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、支护密度计算

　　n′=Pt/(η×Rt)

　　式中：n′-支护密度，棵/m2;

　　Pt —考虑直接顶及老顶来压时的支护强度，KN/m2;根据前述计算，取Pt=329.6 KN/m2

　　η-支柱额定工作阻力实际利用系数，%;单体液压支柱取85%

　　Rt -支柱额定工作阻力，KN/棵;取Rt =300KN/棵

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

　　3、采煤工作面支柱柱距计算

　　a=NS/(Nb+F)

　　式中：a-采煤工作面支柱柱距，m;

　　N-采煤工作面最大控顶距时支柱排数，排;取N=5

　　S-每根支柱的支护面积，m2/棵，S=1/n;

　　根据前述计算，S=1/n=1/1.293=0.7736 m2/棵。

　　b-工作面支柱排距，m;取b=1.2m

　　F-端面距，即机道上方梁端至煤壁距离，m;根据采煤工作面设备配置进行横向配套尺寸计算，取F=0.15m

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

　　工作面选用DZ12～28-30/100系列和DZ30-25/110Q型单体液压支柱，配用HDJB-1200型金属绞接顶梁，支柱排距1.2m、柱距0.7m能满足工作面支护需要。

　　(三)工作面控顶方式

　　经以上选型计算，确定工作面采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护。根据截深与排距的关系，梁长等于截深的2倍，因此采用错梁直线柱布置支架，其特点是正倒悬臂支架相间、每割一刀煤间隔挂梁，顶梁向前交错;割第一刀时，支临时支柱，割第二刀时，临时支柱改为永久支柱，每割两刀煤工作面增加一排控顶距。为防止倒悬臂顶梁折损，回柱前，用备用支柱沿切顶线加打密集支柱。

　　工作面采用3-4排控顶，即见4回1保3排，放顶步距1.2m。回采工作面采用四六作业制，采煤班与准备班交替进行。一天为一个循环，每循环推进3排，循环进度3.6m。工作面控顶方式见插图4-2-1

　　(四)工作面安全出口及两巷超前支护

　　工作面上下安全出口采用单体支柱配合的“π”型金属钢梁贴顶支护，确保安全出口畅通。

　　工作面两巷必须超前25m加强支护，采用HZWA-2200型摩擦式金属支柱配用“π”型金属钢梁贴顶进行工作面两巷超前支护。“π”型金属钢梁长度不小于2.4m。

　　四、工作面回采方向

　　采区内各区段的回采采用区内下行式。首采工作面为单翼开采，采用后退式推进，即工作面自采区一翼边界开切眼往另一翼回风石门方向回采。

　　五、工作面长度及推进度

　　工作面长度是决定其产量和效率的重要因素，适当加大工作面长度，不仅可减少工作面的准备工程量，提高回采率，而且可减少工作面端头进刀等辅助作业的时间，有利于提高工作面产量和效率。但开采工作面过长，又会导致工作面推进度下降，降低循环率，从而不利矿井高产、稳产。

　　根据国内机采工作面的生产经验，结合该井田煤层赋存条件、压茬关系和采煤机的实际情况，确定工作面长度为170m。待矿井在生产中掌握了地质构造和煤层变化规律，并积累了一定的开采经验后，可适当进行工作面长度调整。

　　工作面按采煤机的牵引速度、截深及开机率计算，同时考虑矿井生产组织、管理管理水平等因素，平均每天工作面推进一个循环，17煤层年推进度675m，19煤层年推进度1100m。

　　第三节　巷道掘进

　　一、巷道断面和支护方式

　　(一)巷道断面

　　巷道揭穿岩层主要为煤系地层的煤层、细砂岩、砂质泥岩等，根据各类巷道的不同用途以及巷道布置的岩层层位综合考虑，以满足运输、通风、安全和管线敷设为前提，巷道断面一般采用圆弧拱形，采区运输顺槽、回风顺槽采用梯形。

　　各巷道断面尺寸详见断面图册。

　　(二)支护方式

　　按各类巷道的服务时间和所穿过的岩性不同，岩石巷道及交岔点支护以挂网锚喷为主，部分支护困难的破碎地段采用混凝土碹，硐室支护以混凝土碹为主。

　　各巷道支护方式详见断面图册。

　　二、掘进面个数及设备

　　根据采掘接替进度关系，为保证回采工作面结束前半个月左右完成接续工作面的掘进及设备安装，全矿井共配备2个岩巷掘进工作面、1个煤(半煤)巷掘进工作面，其主要装备见表4-3-1。矿井投产时掘进工作面设计为炮掘工艺，待矿井生产组织管理、技术水平有一定积累后，可考虑配置综合机械化掘进。

　　经计算矿井达到设计能力时的基建掘进率为215.04m/万t。

　　四、移交生产时井巷总工程量

　　矿井移交生产时井巷总工程量为9677m。

　　矿井移交井巷总工程量见表4-3-2。

　　五、移交生产时三个煤量

　　根据开拓开采布置，矿井移交生产时三个煤量及可采期为：开拓煤量11.18Mt，可采期13.5a;准备煤量2.425Mt，可采期4.2a;回采煤量0.86Mt，可采期1.8a。

　　另外，矿井移交生产时经抽放而得到解放的煤量约1.21Mt。

　　第五章　通风与安全

　　第一节　概况

　　一、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温

　　(一)瓦斯

　　1、井田瓦斯基础资料

　　根据贵州省煤田地质局地质勘察研究院2007年12月提交的《贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及勘探地质报告》(以下简称“地质报告”)，为查明井田内煤层瓦斯赋存状态及其变化规律，采取的瓦斯煤样共有9件，对各煤层瓦斯含量及瓦斯成份进行了测试、分析，其中17、19煤层共7个样，结果见表5-1-1。

　　表5-1-1 各煤层瓦斯含量和瓦斯成份统计表

　　从表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%。各主要可采煤层的瓦斯成分中甲烷(CH4)含量均大于80%，CO2含量均小于10%，本勘查区属沼气带。瓦斯风化带位于地表以下平均28m，由于本勘查区的煤层大部埋藏较深，所以煤层位于瓦斯风化带以下。

　　根据《地质报告》，瓦斯含量变化规律为垂向上，同一钻孔煤层瓦斯含量随深度的增加而增长;平面上因瓦斯插点少，无规律可寻;瓦斯增长率：煤层埋藏深度每增加100m时，瓦斯含量增加3.14 ml/g·r。

　　2、瓦斯基础资料分析及设计采用数据

　　(1)本井田瓦斯基础资料来源于贵州省煤田地质局地质勘察研究院2007年12月提交的《贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及勘探地质报告》，提交报告的单位资质合法、有效。

　　(2)《地质报告》采用地勘钻孔解吸法测定煤层原始瓦斯含量，方法科学合理，符合“MT/T77—94”标准，测定结果可信。

　　(3)根据瓦斯煤样测试结果，17煤层埋藏深度232米以内瓦斯含量为4.71-11.58ml/g·r，平均为7.68ml/g·r;19煤层埋藏深度295米以内瓦斯含量为7.05-13.84ml/g·r，平均为10.25ml/g·r;平均为21.94ml/g·r。

　　(4)根据《地质报告》，煤层原始瓦斯含量随深度的增加而增长;瓦斯含量梯度为3.14 ml/g·r·100m。

　　(5)从表2-1-1中可以看出，煤层原始瓦斯含量在平面上的变化规律受断层构造影响明显。其中J1101孔位于F9断层上，J1102孔位于F8断层上，此二孔煤样埋深较大，测得的瓦斯含量数据反而偏小。

　　(6)1202孔距F9断层平面距离约70米，测得的煤层瓦斯含量数据最大，基本反映了煤层原始瓦斯含量的真实值。因此，本设计采用17煤层原始瓦斯含量11.58 ml/g·r(埋深为49.48m)，19煤层原始瓦斯含量13.84 ml/g·r(埋深为83.60m)。

　　(二)煤尘

　　根据《地质报告》，区内17、 19煤层均无煤尘爆炸危险性。见表5-1-2。

　　表5-1-2 煤尘爆炸性鉴定成果表

（四）地温
本井田共在1002、1203号孔进行简易测温，孔内温度均小于25℃，地温梯度为0.55-3.1℃/100m，矿区平均地温梯度为1.83℃/100 m。未发现高温区。根据地温测量资料，经计算在井田内最低开采标高+1350m附近平均地温低于26℃， 属地温正常区。
（五）煤与瓦斯突出
根据《地质报告》，在1101钻孔采取2个非常规瓦斯样，增测了煤的坚固性系数（f）、瓦斯放散初速度（ΔP）、煤的孔隙率等项目。测试结果见表5-1-4。
表5-1-4 瓦斯增测项目检验报告汇总表
 

　　根据《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》(AQ1024-2006)，判定煤层是否具有突出危险性的指标可用煤的破坏类型、瓦斯放散初速度指标(ΔP)、煤的坚固性系数(f)、煤层瓦斯压力(P)。以上指标的测定点应按照不同的地质单元分别进行布置，每个地质单元内在煤层走向和倾向方向分别布置3个以上测点。各指标值取鉴定煤层各测点的最高煤层破坏类型、煤的最小坚固性系数、最大瓦斯放散初速度指标和最大瓦斯压力值。由于《地质报告》中提供的测点数量不足，且无煤层瓦斯压力等指标，因此，本次设计无法根据上述指标判定煤层的突出危险性。

　　原郭家地煤矿开采多年，未发生过煤与瓦斯突出事故及瓦斯动力现象。据本次调查，邻近的恒泰煤矿于2003年10月29日西一采区1703回采工作面运输顺槽掘进过程中曾发生过煤与瓦斯突出事故，死亡3人;政忠煤矿、能通煤矿、马刀地煤矿也曾经发生过小规模的煤与瓦斯突出;楼下糯东煤矿在建井石门揭煤过程中有瓦斯突出征兆，经采取防突措施后安全揭煤。

　　因此，随着矿井开采深度的增加，瓦斯压力增加，发生煤与瓦斯突出的可能性增大。

　　根据《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作意见》(黔安监管办字[2007]345号)文件精神，郭家地煤矿位于煤与瓦斯突出矿区，本次设计按各煤层均有煤与瓦斯突出危险进行设计。建议矿井开展各煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定工作。

　　二、邻近矿井瓦斯情况

　　区内小煤矿和老窑主要沿含煤地层出露地段分布，分别开采17、19及26号煤层。生产规模较大的小煤矿属常年开采，规模较小的小煤矿多属季节性开采。开拓方式为平硐或斜井，开采巷道长度数十至三百多米，最大垂深50米左右。

　　根据《对黔西南州煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》(黔煤生产字[2007]516号)，相邻各矿井瓦斯涌出情况见下表5-1-5所示：

　　表5-1-5　　邻近矿井瓦斯涌出情况表

　　三、煤层瓦斯含量预计及瓦斯涌出量计算

　　(一)瓦斯压力、煤层瓦斯含量及梯度

　　1、煤层瓦斯压力

　　由于地勘资料中未提供煤层瓦斯压力资料。本次设计采用以下经验公式计算煤层瓦斯压力

　　P=(4.55～11.65)H

　　式中：P—距地表垂深H处煤层瓦斯压力，kPa

　　H—煤层所埋藏深度，m;取煤层埋藏最大深度365m

　　4.55～11.65-经验数据，参照六枝矿矿务局六枝矿的瓦斯压力规律，取P=8.1H

　　经计算，+1490m煤层瓦斯压力为1.82MPa，+1350m煤层瓦斯压力为2.96 MPa。

　　2、矿井煤层瓦斯含量及梯度

　　由于井田范围内可供采用的瓦斯煤样测定数据较少，因此，本次设计需对比分析地勘数据和邻近矿井瓦斯涌出资料后综合确定煤层原始瓦斯含量。

　　(1)根据地勘数据计算

　　根据《地质报告》，瓦斯增长率：煤层埋藏深度每增加100m时，瓦斯含量增加3.14 ml/g·r。本设计据此计算矿井最低开采标高各煤层瓦斯含量，计算结果见表5-1-6。

　　表5-1-6各煤层瓦斯含量

　　由于地勘报告提供的煤层瓦斯含量是以可燃基为计算基准，吨煤瓦斯含量按下式进行换算：

　　X=Xr(100-Af-Wf)/100

　　式中：X-煤层原始瓦斯含量，m3/t;

　　Xr-煤层原始瓦斯含量， ml/g·r;

　　Af-煤的灰分，%;根据《地质报告》17煤层取Af=19.96%，19煤层取Af=21.29%

　　Wf-煤的水分，%;根据《地质报告》17煤层取Wf=1.14%，19煤层取Wf=0.98%

　　经计算，+1490m各煤层原始瓦斯含量为：

　　17煤层： 13.48 m3/t;

　　19煤层： 14.21 m3/t;

　　+1350m各煤层原始瓦斯含量为：

　　17煤层：16.96 m3/t;

　　19煤层：17.63 m3/t;

　　(2)设计采用的煤层瓦斯含量

　　由于相邻各矿井均无实测的煤层瓦斯含量数据，因此，本设计采用根据地勘资料计算的煤层原始瓦斯含量，即+1490m标高以上17煤层瓦斯含量取13.48 m3/t，19煤层瓦斯含量取14.21 m3/t;+1350m标高以上17煤层瓦斯含量取16.96 m3/t,19煤层瓦斯含量取17.63 m3/t。

　　建议矿井在建设过程中揭穿煤层前，立即测定煤层瓦斯压力及煤层原始瓦斯含量，以校核矿井通风能力并指导生产。

　　(3)残存瓦斯含量

　　根据煤质特征表1-2-5，17煤层分析基挥发份为9.7%，换算成可燃基挥发份为12.8%;19煤层分析基挥发份为9.71%，换算成可燃基挥发份为12.9%。根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1018-2006)，查表C.1，取煤的残存瓦斯含量Wc=4t/m3.r，经换算Wc=3.1t/m3

　　(二)瓦斯涌出量计算

　　根据《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026-2006)及安监总煤装[2007]188号、安监总煤监[2008]167号、黔府办发[2008]83号等文件精神，进行采掘前必须经预抽将煤层瓦斯含量降到8.0m3/t以下。因此，本次设计计算经预抽煤层瓦斯含量降到8.0m3/t以下后进行开采时的瓦斯涌出量。

　　本次设计根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1018-2006)，采用“分源预测法”对各开采水平瓦斯涌出量进行分析和预测。

　　1、回采工作面瓦斯涌出量按下式计算：

　　q采=q1+q2

　　式中：q采—回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t;

　　q1—开采层相对瓦斯涌出量，m3/t;

　　q2—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t;

　　根据设计的开拓方案、开采顺序及采掘布置动态情况，+1490m以上Ⅰ采区第一个区段首采19煤层，其它区段先采17煤层、后采19煤层，首采19煤层时采煤工作面瓦斯涌出量最大;+1350m以上首采17煤层时，采煤工作面瓦斯涌出量最大。由于设计采用一个采区、一个采煤工作面达产，即矿井生产过程中，始终保持一个采煤工作面回采，因此，本次设计仅计算采煤工作面最大瓦斯涌出量，即+1490m以上计算首采19煤层时的采煤工作面瓦斯涌出量、+1350m计算首采17煤层时的采煤工作面瓦斯涌出量。

　　1)开采层相对瓦斯涌出量按下式计算：

　　q1=K1×K2×K3×(m/M)×(W0-Wc)

　　式中：K1 —围岩瓦斯涌出系数，取1.3;

　　K2 —工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算;

　　K2=1/0.95=1.053

　　K3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数;后退式回采按以下公式计算：

　　K3=(L―2h)/L

　　L —工作面长度，m;按生产期间最大长度取值。

　　h—掘进巷道预排等值宽度，m;按“AQ1018-2006)”计算，取h=9;

　　M—工作面采高，m;

　　m—开采层厚度，m;

　　W0—煤层瓦斯含量，m3/t;按经预抽后煤层瓦斯含量降到8.0 m3/t以下考虑，取大值为8.0 m3/t;

　　Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，如前所述取Wc=3.1m3/t

　　(1)+1490m以上首采19煤层时开采层瓦斯涌出量：

　　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煤层时开采层瓦斯涌出量：

　　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)邻近层相对瓦斯涌出量按下式计算：

　　q2= 式中：mi—第i 个邻近层煤层厚度，m;

　　M—工作面采高，m;

　　ηi—第i 个邻近层瓦斯排放率，%;

　　W0i—第i个邻近层瓦斯含量，m3/t，工作面回采时，邻近层瓦斯含量按经底板穿层钻孔抽放后抽出率为30%计算;

　　Wci—第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t ，如前所述取Wc=3.1m3/t

　　(1)+1490m以上首采19煤层时邻近层瓦斯涌出量：

　　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煤层时邻近层瓦斯涌出量：

　　q17-2= (W019-Wc19) (m19/M)×η19

　　= (17.63×0.7-3.1) ×1.67/2.8×0.37

　　=3.42m3/t

　　根据上述计算，各煤层采煤工作面瓦斯涌出量见表5-1-7。

　　表5-1-7 各煤层采煤工作面瓦斯涌出量预测结果

　　煤层编号工作面涌出量本层、下邻近层相对瓦斯涌出量及所占百分比

　　绝对量

　　(m3/min)相对量

　　(m3/t)本煤层

　　(m3/t)百分比

　　(%)上邻近层

　　(m3/t) 百分比

　　(%)下邻近层

　　(m3/t)百分比

　　(%)

　　17煤层9.1610.186.7666.4003.4233.6

　　19煤层13.4314.926.1040.98.8259.100

　　2、掘进工作面瓦斯涌出量按下式计算：

　　q掘=q3+q4

　　式中：q掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min;

　　q3 —掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min;

　　q4 —掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min。

　　1)掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量按下式计算

　　q3=D´υ´q0´(2 (L/υ)0.5-1)

　　式中：

　　q0 —煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2·min)

　　q0=0.026(0.0004(Vr)2+0.16) ´W0

　　经计算，17煤层煤壁瓦斯涌出强度：

　　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煤层煤壁瓦斯涌出强度：

　　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—煤层原始瓦斯含量，m3/t，按预抽后煤层瓦斯含量降到8.0 m3/t以下取大值;

　　D —巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m，矿井开采煤层为薄及中厚煤层，为开采层厚度的2倍。

　　υ—巷道平均掘进速度，m/min，取0.0189m/min。

　　L—巷道长度，m。取最大长度800m。

　　(1)17煤层巷道掘进工作面煤壁瓦斯涌出量

　　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煤层巷道掘进工作面煤壁瓦斯涌出量

　　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)掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量按下式计算：

　　q4=S×υ×γ×(W0-Wc)

　　式中：S —掘进巷道断面积，m2;取最大掘进断面积8.09 m2;

　　γ—煤的密度，t/m3。

　　(1)17煤层巷道掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量：

　　q17-4=S×υ×γ×(W0-Wc)

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

　　(2)19煤层巷道掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量：

　　q19-4=S×υ×γ×(W0-Wc)

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

　　根据上述计算，各煤层掘进工作面瓦斯涌出量见表5-1-8

　　式中：q区—生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t;

　　K′—生产采区采空区瓦斯涌出系数，取1.25

　　q采i——第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t;

　　Ai——第i个回采工作面的日产量，t/d;取1296t/d

　　Ao——生产采区平均日产量，t/d;取1364 t/d

　　根据本次设计，矿井投产初期为Ⅰ采区布置一个19煤层采煤工作面、一个17煤层掘进工作面，此时为+1490m以上采区瓦斯涌出量最大时期;Ⅱ采区布置一个17煤层采煤工作在、一个17煤层掘进工作面时为+1350m以上采区瓦斯涌出量最大时期。

　　1)Ⅰ采区瓦斯涌出量

　　qⅠ-区=K′( q19-采A19+1440´q17-掘)/AⅠ-o

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

　　2)Ⅱ采区瓦斯涌出量

　　qⅡ-区=K′(q17-采A17+1440´q17-掘)/AⅢ-o

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

　　4、矿井瓦斯涌出量按下式计算：

　　式中： q井—矿井相对瓦斯涌出量，m3/t;

　　K″—已采采空区瓦斯涌出系数，矿井初期取1，矿井后期取1.25。

　　Aoi——第i个生产采区平均日产量，t

　　q区i第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t

　　1)初期矿井瓦斯涌出量

　　q易-井=K″qⅠ-区´A0Ⅰ / A0Ⅰ

　　=1´22.21´1364/1364=22.21m3/t

　　2)后期矿井瓦斯涌出量

　　q难-井=K″qⅢ-区´A0Ⅲ/ A0Ⅲ

　　=1.25´16.58´1364/1364=20.72m3/t

　　经计算，初期矿井绝对瓦斯涌出量为21.04 m3/min，后期矿井绝对瓦斯涌出量为19.63m3/min。

　　由于各煤层均须经预抽后使煤层瓦斯含量降到8.0m3/t以下后方可采掘，因此在矿井生产过程中，尽管随开采深度增大，各煤层原始瓦斯含量升高，但经预抽后矿井瓦斯涌出量没有增加(扣出预抽瓦斯量后的瓦斯涌出量)，反而因先开采17煤层、后开采19煤层使得矿井瓦斯涌出量比投产时矿井瓦斯涌出量低。

　　(三)矿井瓦斯等级

　　根据对矿井瓦斯涌出量的预测计算，并结合矿区相邻生产矿井瓦斯等级鉴定资料，本矿井煤层瓦斯含量较高，生产中瓦斯涌出量较大，矿井为高瓦斯矿井。

　　由于矿区未进行煤与瓦斯突出性鉴定，按黔安监管办字[2007]345号文件，本矿位于划定的煤与瓦斯突出区域，故本次按煤与瓦斯突出矿井设计，建议业主及时补作煤与瓦斯突出鉴定。

　　第二节　矿井通风

　　一、通风方式及通风系统

　　1。煤层开采技术条件及矿井开拓方式

　　郭家地煤矿开采17、19煤层，煤层平均倾角12°，层间距27.32m，各煤层厚度1.67 m ~3.1m，赋存稳定，构造复杂程度为第二类-中等构造，水文地质条件中等偏复杂，矿区煤层顶底板稳定性为中等稳定，17煤层自燃发火倾向性为Ⅰ类，19煤层自燃发火倾向性为Ⅱ类。各煤层煤尘无爆炸危险性;各煤层未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，按相关规定，本次按煤与瓦斯突出矿井进行设计。

　　矿井采用斜井开拓，上下山开采，采区式布置;各主要大巷及上下山沿19煤层底板岩层布置，距煤层底板法线距离17m~27m;各区段设底板岩层大巷，用于瓦斯抽放，距煤层底板法线距离22m。

　　矿井投产时，首采区布置在Ⅰ采区，首采工作面为11901采煤工作面。首采区布置两个掘进工作面，即11701回风巷掘进工作面和+1658瓦斯抽放巷掘进工作面，另在Ⅱ采区布置一个轨道下山掘作面。采煤工作面为割煤机割煤，掘进工作面为钻爆法掘进。

　　2。通风方式

　　矿井通风方式即进风井和出风井的布置方式。根据设计开拓方式，矿井初期开采Ⅰ、Ⅱ采区时通风方式为中央并列式，后期开采Ⅲ采区时通风方式为中央分列式。

　　3。通风系统

　　矿井通风系统包括通风方式、通风方法即矿井主要通风机的工作方法(分为抽出式、压入式和压抽联合式等)、通风网络。

　　本设计选择矿井主要通风机的工作方法为抽出式。前期开采Ⅰ、Ⅱ采区时，主副斜井进风，利用+1675m回风斜井回风，矿井为“两进一回”的中央并列式通风;后期开采Ⅲ采区时，主副斜井及北翼副斜井进风，利用+1820m北翼回风井回风，矿井为“三进一回”的中央分列式通风。

　　每个采区设一条专用回风巷，即采区回风上山，为整个采区服务，服务时间为从采区内第一次揭穿石门前开始、到采区回采结束。各采区巷道以回风石门与采区上山连接，采掘回风通过回风石门进入采区回风上山，再进入矿井总回风。采区回风上山不得用于运料、安设电气设备，且不得行人。

　　开采Ⅰ采区时，为矿井通风容易时期，开采Ⅱ采区时，为矿井通风困难时期。矿井通风容易时期和困难时期的通风系统详见“矿井通风容易时期通风系统及通风网络图”、“矿井通风困难时期通风系统及通风网络图”。

　　二、风井数目、服务范围及时间

　　1。投产初期风井数目及位置

　　矿井投产初期布置一个回风井即回风斜井，井口坐标为X= 2812660.87，Y=35499038.63，Z=+1675m，方位角α=280°。

　　2、风井功能、服务的水平和区域及时间

　　+1675m回风斜井为Ⅰ、Ⅱ采区服务，为专用回风井，兼作紧急情况时的安全出口。风井服务时间为从风井建井施工贯通主副井开始、到Ⅱ采区回采结束。

　　3、其它井筒主要功能

　　矿井投产初期除回风斜井外，还布置有主斜井和副斜井。主斜井用于煤炭提升，副斜井用于辅助提升，运送人员、材料设备及矸石。

　　4、风井安全装备

　　风井井口装备防爆风门一道、用于反风的反向风门两道。行人通道安装正反向风门各两道，正向风门配置闭锁装置，防止两道风门同时打开。引风道内与井筒连接处安装铁栅栏门一道。

　　三、采掘通风及硐室通风

　　矿井采用走向长壁采煤法，后退式开采，采煤工作面均采用“U”型通风。首采工作面通风线路如下：

　　新鲜风流→主、副斜井→+1490m南轨道大巷→Ⅰ采区轨道上山及皮带上山→+1601m运输石门→11901采煤工作面运输巷→11901采煤工作面→11901采煤工作面回风巷→+1629m回风石门→Ⅰ采区回风上山→回风斜井→地面。

　　掘进工作面采用局部通风机压入式通风，煤层巷道掘进工作面配置FBD-NO6.3型对旋式局部通风机，风量450~725m3/min，全压685~3750Pa，配套电机功率18.5×2kW。采用φ500㎜、φ600㎜抗静电阻燃风筒导风。

　　11701回风巷掘进工作面通风路线：新鲜风流→主、副斜井→+1490m南轨道大巷→Ⅰ采区轨道上山及皮带上山→+1601m运输石门→局部通风机→11701回风巷掘进工作面→+1601m回风石门→Ⅰ采区回风上山→回风斜井→地面。

　　+1568m瓦斯抽放巷掘进工作面通风路线：新鲜风流→主、副斜井→+1490m南轨道大巷→Ⅰ采区轨道上山及皮带上山→+1568m运输石门→局部通风机→+1568m瓦斯抽放巷掘进工作面→+1568m回风石门→Ⅰ采区回风上山→回风斜井→地面。

　　Ⅱ采区轨道下山掘进工作面通风路线：新鲜风流→主、副斜井→+1490m南轨道大巷→局部通风机→Ⅱ采区轨道下山掘进工作面→回风联络巷→Ⅰ采区回风上山→回风斜井→地面。

　　机电硐室、井下配电所、采区煤仓、采区绞车硐室、信号硐室等位于新鲜风流中，全部采用全风压通风。

　　局部通风机和启动装置安装，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m;风机将新鲜风经风筒送到掘进工作面，为了能有效的排出炮烟，风筒出口到掘进工作面的距离不能超过风流从风筒出口到转向点的距离，即风筒距掘进碛头不超过5m。

　　局部通风机的使用必须注意以下几点：

　　1.掘进巷道贯通在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。贯通时，必须由专人在现场统一指挥，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查员共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在0.8%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面的入口必须有专人警戒。贯通后，必须停止采区内一切工作，立即调整通风系统。待风流稳定后，方可恢复工作。

　　2. 掘进巷道必须采用局部通风机通风。煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用混合式和抽出式。长距离掘进由于阻力加大，会出现通风困难，可采用两台同型号、同功率局部通风机串联，以增加风压克服阻力，保证风量供给。

　　3.局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，离掘进巷道回风口不得小于10m;全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》(2006版)之第一百零一条的有关规定。

　　4. 必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离以及风筒的安设，应在作业规程中明确规定。风筒口到掘进工作面的距离一般不超过5m。

　　5.严禁3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个掘 进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。

　　6.使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风;因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。

　　7. 掘进工作面利用局部扇风机压入式通风，使用长距离通风的抗静电、阻燃性能风筒、双风机双电源并能自动切换和“三专”“两闭锁”(专用变压器、专用开关、专用回路，风电闭锁、瓦斯电闭锁)。

　　8.每个掘进工作面安装2台同等能力的局部通风机，一台运行，一台备用。当局部通风机发生故障或检修时，备用局部通风机能立即启动并向掘进工作面供风。

　　四、矿井风量、负压及等积孔

　　(一)矿井总风量计算及分配

　　根据《煤矿安全规程》第一百零三条的规定，矿井需要风量应按井下同时工作的最多人数和按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和分别计算，并选取其中的最大值。

　　1、按井下同时工作的最多人数计算

　　Q=4×N×K÷60

　　式中：Q—矿井总供风量，m3/s;

　　N—井下同时工作的最大班人数，117人(含井下管理人员);

　　4—每人每分钟供风标准，4m3/min·人;

　　K—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K=1.25。

　　Q = 4×117×1.25 / 60=9.8m3/s

　　2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算

　　Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×K矿通

　　式中：ΣQ采—回采工作面需风量之和，m3/s;

　　ΣQ掘—掘进工作面需风量之和，m3/s;

　　ΣQ硐—硐室需风量之和，m3/s;

　　ΣQ其它—其它巷道需风量之和，m3/s;

　　K矿通—矿井通风系数(考虑矿井内部漏风和风量分配不均匀等因素)，根据《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005)取1.25。

　　1)回采工作面需风量计算

　　本矿井按煤与瓦斯突出矿井进行设计，矿井达产后各工作面若不采取抽采瓦斯措施，仅仅靠通风稀排工作面瓦斯，则工作面需风量特别大，工作面过风断面满足不了过风量的要求，故须采取抽采瓦斯措施，以大幅度降低工作面瓦斯涌出量，减少工作面过风量。因此，回采工作面的实际需要风量，应按稀释抽采以后的工作面瓦斯涌出量的要求，并考虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进行计算后，选取其中最大值，并用风速验算。

　　(1)按瓦斯涌出量计算需风量

　　Q采=1000×q采×Kc¸(60×8)

　　式中：Q采——回采工作面需风量，m3/s;

　　q采——回采工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min;

　　q采= A——回采工作面平均日产量，t/d;取1296 t/d

　　q——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t;

　　η——回采工作面瓦斯抽放率，%;按经预抽使煤层瓦斯含量降到8.0m3/t后采煤工作面回采时的瓦斯抽放率取值，根据第四章第五节计算结果，取45%。

　　Kc——因瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，根据《煤矿矿井风量计算方法》(MT/T 634—1996)，机采工作面取Kc=1.3。

　　8-采煤工作面允许瓦斯浓度，取0.8%

　　a、17煤层采煤工作面需风量

　　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煤层采煤工作面需风量

　　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)按工作面气候条件计算

　　Q采=VC·Sc·Ki

　　式中：VC—采煤工作面适宜的风速，根据《煤矿矿井风量计算方法》(MT/T 634—1996)，选取为1.0m/s;

　　SC—采煤工作面有效过风断面， m2;经计算，17煤层工作面取10.75m2，19煤层工作面取6.41 m2。Sc按下式计算：

　　Sc=Lmin´M´0.8

　　Lmin-采煤工作面最小控顶距，m;按设计取4.8m;

　　M-采煤工作面采高，m;17煤层取2.8m，19煤层取1.67m

　　Ki—采煤工作面长度系数，取为1.2。

　　a、17煤层采煤工作面需风量

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

　　b、19煤层采煤工作面需风量

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

　　(3)按回采工作面人员数量计算

　　Q采=4·Nc

　　式中：4—每人每分钟供风标准，m3/min;

　　Nc—采煤工作面同时工作的最多人数， 30人;

　　经计算，各工作面风量为2.0m3/s。

　　根据上述计算，按取最大值原则确定各煤层回采工作面需风量如下：

　　Q17-采=13.65 m3/s、Q19-采=20.00m3/s

　　(4)按工作面风速验算需风量

　　各采煤工作面采用单体液压支柱，工作面控顶距、采高、断面有效率、有效过风断面、工作面风速等见表5-2-1。

　　表5-2-1 回采工作面风速验算表

　　工作面支架

　　类别风量

　　(m3/s)有效过

　　风断面(m2)风速

　　(m/s)备注

　　17煤层采面单体13.6510.751.27

　　19煤层采面单体20.006.413.12

　　由表2-2-4可知，各工作面风速均小于4.0m/s，所确定的各回采工作面需风量符合《煤矿安全规程》第一百零一条中采煤工作面最高允许风速的要求。

　　(5)回采工作面需风量总和

　　根据本次设计，矿井通风容易时期为Ⅰ采区布置1个19煤层回采工作面生产;矿井通风困难时期为Ⅱ采区布置1个19煤层回采工作面生产。因此，矿井通风容易时期和困难时期回采工作面需风量之和均为：

　　ΣQ易-采=ΣQ难-采=Q19-采=20.00 m3/s

　　2)掘进工作面需风量计算

　　掘进工作面的实际需要风量，应按照稀释掘进工作面瓦斯，并考虑局部通风机实际吸风量、工作面温度、炸药用量、风速和人数等规定的要求分别进行计算，并选取其中最大值。

　　(1)按稀释掘进工作面瓦斯计算需风量

　　Q掘=1000´(1-η)q掘K¸(60´8)

　　式中：Q掘—掘进工作面需风量，m3/s;

　　q掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min;

　　k—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，根据《煤矿矿井风量计算方法》(MT/T 634—1996)，炮掘工作面取1.8;

　　η—掘进工作面瓦斯预抽率，根据第四章第五节计算结果，取η=45%。

　　8—掘进工作面回风允许瓦斯浓度，8%

　　a、17煤层掘进工作面需风量：

　　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煤层掘进工作面需风量：

　　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)按炸药量计算需风量

　　Q掘= Aj´500/(t´60)

　　式中：Aj——掘进工作面一次使用最大炸药量，kg;

　　Aj=u·S·d

　　u——炸药消耗量综合指标，根据《煤炭建设井巷工程基础定额》(99)，煤层巷道取u=0.83kg/m3，岩层巷道取2.42 kg/m3;

　　S——巷道掘进断面，m2，取最大掘进断面积，煤巷取8.09m2，岩巷取6.7 m2;

　　d——循环进尺，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——通风时间，30min;

　　500—按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为500m3。

　　因此，按炸药量计算各煤层掘进工作面需风量为：

　　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)按掘进工作面最多工作人员数量计算：

　　Q掘= 4N¸60

　　式中： N——掘进工作面同时工作的最多人数，人，取20人;

　　4——每人每分钟供风标准，4 m3/min;

　　因此，按掘进工作面最多工作人员数量计算各煤层掘进工作面需风量为：

　　Q掘= 4N¸60=4´20¸60=1.4 m3/s

　　(4)按巷道风速计算：

　　Q掘≥ 0.25S=0.25´8.09=2.1 m3/s

　　根据上述计算结果，选配各掘进工作面局部通风机，见表5-2-2。

　　表5-2-2　　　局部通风机配备表

　　(5)按局部通风机吸入风量计算：

　　Q掘=KfQ吸

　　Q吸——局部通风机最大吸入风量，m3/s

　　Kf——防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，根据《煤矿矿井风量计算方法》(MT/T 634—1996)，取Kf=1.25

　　经计算，各掘进工作面按表2-2-5中局部通风机吸入风量计算的需风量为：

　　17煤层掘进工作面Q17-掘=KfQ吸/60

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

　　19煤层掘进工作面Q19-掘=KfQ吸/60

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

　　岩巷掘进工作面Q岩-掘=KfQ吸/60

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

　　矿井正常生产时共布置3个掘进工作面，其中2个岩巷掘进工作面， 1个煤巷掘进工作面，各掘进工作面需风量按上述计算取最大值，即17煤层掘进工作面需风量为15.5m3/s，19煤层掘进工作面需风量为15.5m3/s，岩巷掘进工作面需风量为10.0m3/s。矿井通风困难时期布置2个19煤层掘进工作面，每个工作面需风量15.5 m3/s，布置1个岩巷掘进工作面，需风量为10.0 m3/s。

　　矿井通风容易时期布置2个岩巷掘进工作面、1个17煤层掘进工作面;矿井通风困难时期布置1个岩巷掘进工作面、2个19煤层掘进工作面。因此，矿井通风容易时期掘进工作面需风量总和为：

　　åQ易-掘=2×10.0+1×15.5=35.5m3/s;

　　矿井通风困难时期掘进工作面需风量总和为：

　　åQ难-掘=1×10.0+2×15.5=41m3/s。

　　3)硐室需风量计算

　　独立通风的硐室需要风量，理论上应根据硐室类别不同分别进行计算，机电设备硐室应根据设备运转的发热量计算，充电硐室应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，爆破材料库按库内空气每小时更换4次计算。实际设计中通常类比生产矿井同类硐室的风量配风，本次设计硐室需风量主要按类比矿井同类硐室的实际供风量配风，其中矿井通风容易时期：Ⅰ采区皮带上山绞车房3.0 m3/s、Ⅰ采区轨道上山绞车房3.0 m3/s，合计ΣQ易-硐=6.0 m3/s;矿井通风困难时期： Ⅱ采区变电所配风3.0 m3/s，轨道上山绞车房及皮带上山绞车房均位于进风流中，其它机电硐室也位于进风流中，不单独配备风量。

　　4)瓦斯抽放巷道需风量计算

　　根据《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028-2006)，瓦斯抽放巷道允许最低风速为0.5m/s。矿井通风容易时期布置三条瓦斯抽放巷道进行同时抽采，在瓦斯抽放巷道末端以联络巷贯通，其中一条进风，两条回风;矿井通风困难时期布置两条瓦斯抽放巷道，一条进风、一条回风。瓦斯抽放巷设计断面S=6.7m2。因此。矿井通风容易时期瓦斯抽放巷需风量为6.7 m3/s，矿井通风困难时期瓦斯抽放巷需风量为3.5 m3/s

　　5)其它巷道需风量计算

　　根据《煤矿矿井风量计算方法》(MT/T 634—1996)，设计新井时，其他用风巷道所需风量可以按采煤、掘进和硐室的总和的0.03～0.05进行计算。本设计其它巷道需风量取(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)的3%，即：

　　矿井通风容易时期其它巷道需风量：

　　ΣQ易-其它=(20.0+35.5+6.0)×3% =1.8m3/s

　　矿井通风困难时期其它巷道需风量：

　　ΣQ难-其它=(20+41+3.0)×5% =1.9m3/s

　　5)矿井总需风量

　　根据上述计算，矿井通风容易时期矿井总需风量为：

　　Q易=(ΣQ易-采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ抽+ΣQ易-其它)×K矿通

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

　　矿井通风困难时期矿井总需风量为：

　　(ΣQ难-采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ抽+ΣQ难-其它)×K矿通

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

　　按井下同时工作的最多人数计算矿井需风量为9.8m3/s，按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算矿井需风量分别为：Q易=Q难=80.5 m 3/s。根据《煤矿安全规程》第一百零三条的要求，矿井总需风量选取其中最大值，因此，矿井总需风量取：Q易=Q难=80.5 m 3/s。

　　3、风量分配

　　(1)各进、回风风井风量

　　矿井投产初期进风井2个，分别为主斜井、副斜井，回风斜井1个;矿井通风困难时期进风井3个，分别为主斜井、副斜井及北翼副斜井，回风井为北翼回风斜井。根据各井筒长度、净断面、支护方式、所处位置以及回风井的服务范围，矿井通风容易时期主斜井进风30m3/s，副斜井进风50.5m3/s，回风斜井回风80.5m3/s;矿井通风困难时期主斜井进风30m3/s，副斜井进风50.5m3/s，回风斜井回风80.5 m3/s。

　　(2)风量分配

　　按照从内向外分配风量的原则，先分配各采掘工作面的风量，再分配各机电硐室及其它巷道的风量，最后将富余的备用风量分配给各主要机电　硐室及其它巷道。各主要用风地点风量分配及风速验算见表5-2-3、表5-2-4，其它各用风地点的风量分配详见矿井通风系统示意图(172-1及172-2)。

　　五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施

　　(一)通风设施

　　根据矿井开拓、开采系统和巷道布置以及《煤矿安全规程》(2006版)要求，设计在必要位置设置相应的通风设施。为保证各采掘工作面和硐室的风量，并使风流按规定方向流动，在通风系统中设置有双向风门、调节风门、密闭等构筑物。通风构筑物前后5m范围内巷道必须平直。

　　1、普通风门设计选用两道、双向四扇为一组。风门设置应满足以下技术要求：

　　⑴尽量避免在弯道和倾斜巷道中设置风门;

　　⑵风门的前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.45m，四周掏槽深0.2～0.3m;

　　⑶结构严密，漏风小，向关门方向缓倾斜80°～85°;

　　⑷正向风门应迎风流开启;

　　⑸风门要求设置两组以上并设联锁装置;

　　⑹每道风门设风门开停传感器;

　　⑺风门等通风构筑物的设置应坚固稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。需要调节风量的绞车房回风道安设了调节风门，其技术要求与风门相同。

　　2、突出危险区设置反向风门(防逆流风门)时，必须遵守下列规定：

　　1)反向风门必须设在石门掘进工作面的进风侧，以控制突出时的瓦斯能沿回风道流入回风系统;

　　2)必须设置两道牢固可靠的反向风门，风门墙垛可用砖或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m，墙体采用料石砌筑或C20砼浇筑，墙垛厚度不得小于0.8m。门框和门可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于150mm，风门厚度不得小于50mm，门扇两侧面的门带(肋板)采用Ð100´100角钢，并用M12螺栓对拉。两道风门之间的距离应满足运输要求，并不得小于5m;

　　3)放炮时反向风门(防逆流风门)必须关闭，对通过内墙垛的风筒，必须设有隔断装置(防逆流风筒)。放炮后，矿山救护队和有关人员进入检查时，必须把风门打开顶牢。

　　4)反向风门(防逆流风门)距工作面的距离和反向风门的组数，应根据掘进工作面的通风系统和石门揭穿突出煤层时预计的突出强度确定。

　　3、在主平硐、副斜井、采面回风巷、掘进回风巷、回风井较平缓地段设置测风站，测风站设置的技术要求：

　　1)测风站须设在直线巷道中;

　　2)测风站本身长度不得小于4m，附近至少10-15m断面没有变化;

　　3)测风站不得设在风流汇合处，站内不得有障碍;

　　4)在测风站内必须标明风量和瓦斯涌出情况及测风时间，测风人员等。

　　5)矿井必须建立测风制度，主要进、回风巷每旬应测风一次。

　　4、风门等通风构筑物的设置应坚固稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。需要调节风量的回风道安设了调节风门，其技术要求与风门相同。

　　不用或暂时不用的联络巷道设置永久风墙或临时性挡风墙。其技术要求如下：

　　1)永久性挡风墙。采用不燃性材料(如砖、料石、水泥等)建筑，墙上部厚≥0.35m，墙下部厚≥0.50m，墙前后5m内的支护要完好且为防腐支架;无积煤、片帮、冒顶;四周在煤中掏槽深度≥0.3m，在岩中≥0.2m，墙面要严实、抹平、刷白、不漏风。密闭内有水时，可在墙上装设U型放水管，利用水封防止放水管漏风;也可采用内设溢水池放水。

　　2)对于服务期限短的临时性挡风墙，可用木柱、木板、可塑性材料等建造，木板需鱼鳞式搭接，用黄泥、石灰抹面，无裂隙，不漏风;要设在帮顶良好处，四周在煤中掏槽深度≥0.3m，在岩中≥0.2m;墙前后5m内的支护要完好且为防腐支架;无积煤;同时墙外要设置栅栏和警标。

　　5、为防止瓦斯、煤尘爆炸时冲击主要通风机，在风井口安装防爆门，防爆门的基础应根据风井井筒断面、所采用的防爆门型号、安装要求和外形尺寸及矿井抗震设防烈度等进行设计。

　　防爆门至井筒内引风道的开口位置的长度应比引风道长度短10-15m，防爆门应布置在出风井同一轴线上，防爆门应按井筒全断面设置，防爆门应靠主要通风机的负压保持关闭状态，并安设平衡物或其它措施，以便防爆门易于开起，防爆门门框采用300mm厚的混凝土，拱顶半径R=1300mm，墙高H=1100mm。防爆门厚为5mm的铁板材料，外边采用角钢，防爆门中纵向和横向每650mm采用角钢加固。防爆门的结构必须有防腐和防抛出的设施，在防爆门四周包上麻布，以防止漏风。随时保证防爆门的完好并每6个月检查维修一次。引风道与风井之问的夹角为30-45º。采用风机蝶阀开关状态控制风机运行状态，主要通风机运行时，主要通风机蝶阀全打开并固定好，备用通风机蝶阀则关闭并固定好。矿井主要通风机反风，采用风机反转，并能在10min内改变巷道中的风流方向;当风流方向改变后，主要通风机的供风量不应小于正常供风量的40%。当井下发生火灾时，经矿总工程师同意后可进行全矿反向通风。

　　在引风硐出口安设主要通风机，主要通风机的基础应根据引风硐的断面、主要通风机的型号、安装要求和外形尺寸及矿井抗震设防烈度等进行设计。

　　引风硐设计采用砌碹支护，采用混泥土铺地。引风硐与井筒连接处及引风硐与风道连接处，应设置铁栅栏门。安全出口宜与回风井垂直，并布置在引风硐另一侧的上方，与引风硐口的高差不应小于2m，安全出口与井筒连接处应有6-8m一段平巷，并设人行道通往地面，其倾角一般与回风井一致。在平巷段与地面出口间设置至少2道双向风门(2道正向风门和2道反向风门)。安全出口支护，在稳定岩石层内应采用砌碹支护，在非稳定岩层或地震区内设计烈度8度以上的稳定岩层内，应采用钢筋混凝土支护。

　　各通风设施和构筑物的布置详见通风系统图。

　　(二)防止漏风和降低风阻的措施

　　为保证井下用风点的需风量，提高矿井风量有效利用率，设计采取以下防止漏风的措施：

　　1、风门、调节风门等通风构筑物，应设在围岩坚固，地压稳定的地点，尽量避免将风门、调节风门安设在采空区或煤柱附近，控制采空区或煤柱裂隙漏风量。

　　2、设置专人负责通风构筑物的检查与维修，提高通风构筑物的质量。

　　3、提高井下通风设施制作、安装质量，保证通风构筑物的严密性是防止矿井漏风的基本措施。

　　4、降低风阻的措施有：

　　(1)锚喷支护要采用光面爆破技术，力求光滑平整，金属支架支护的巷道要刹帮背顶，架设整齐，减少表面粗糙度，以降低摩擦风阻。

　　(2)不同断面的巷道连接处，应采取逐渐扩大、逐渐缩小的形式连接，巷道转弯处应呈弧形或斜线形，避免直角转弯，以减少局部阻力。

　　(3)应尽量避免在主要巷道内停放矿车，堆放器材、木材等杂物。

　　(4)进入风硐的转弯处，壁面应圆滑，并设置导风板。

　　(5)在生产中，从通风系统的安全性、经济性出发，根据实际情况，可酌情考虑安设辅助扇风机降低用风地点的风阻。

　　六、通风网络稳定性分析

　　1。矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施

　　矿井通风方式采用中央并列式，主要通风机工作方法为抽出式，主要通风机均配备2台，1台工作，另1台备用，符合《煤矿安全规程》的规定;矿井采、掘工作面全部为独立通风;井下风门、调节风门等通风构筑物的设置可以确保各条巷道的风速符合《煤矿安全规程》的规定。矿井通风系统简单，井下发生灾害时，可采用局部反风或全矿井反风来控制灾害扩散，人员也可以从附近井筒撤至地面。矿井通风方式及通风系统对矿井安全有保障。

　　在措施方面主要有：对主要进、回风巷，工作面上、下顺槽，掘进头回风巷，独立通风硐室回风巷等进行风量、风速检测，保确风量满足设计要求，风速符合《煤矿安全规程》的规定;检查风门(含逆止风门)、调节风门的制作、安装质量和使用情况，对不符合要求的拆除重建，直至合格为止;在电气控制方面掘进工作面实施 “三专两闭锁”，采掘工作面按规定配备瓦斯传感器和其他传感器，实现工作面瓦斯超限报警、自动断电等。

　　2。矿井开拓、采掘在布置、风井数目与井筒装备、设施对矿井安全的影响

　　矿井采用斜井开拓，利用主斜井、副斜井进风，专用回风斜井回风，其风量分配根据通风网络解算结果分配风量，实行全负压通风。矿井设有专用回风井，因此矿井通风风流稳定，斜井中均设有人行台阶和扶手。回风斜井安全出口安装两组双向风门，井筒装备和设施对矿井安全无影响，可将瓦斯、煤尘、煤层自燃、电气事故等灾害损失控制在最小范围内。在采区布置方面，角联网络少，风流易于控制。工作面采用“U型”通风方式，矿井按“煤与瓦斯突出”矿井配置安全监测监控系统，对矿井生产实施实时监控，以保矿井生产安全。

　　3、掘进工作面局部通风的保证程度和措施

　　掘进工作面全部实行独立通风，采用局部通风机压入式供风，利用矿井总负压回风，全矿共3个掘进工作面，其中煤层巷道掘进工作面1个、岩层巷道掘进工作面2个。煤层巷道掘进工作面配备FBD-NO6.3对旋式防爆型局部通风机2台，1台运行、1台备用，风量450~725 m3/min，全压685~3750Pa，配套电机功率18.5´2kW。各岩层巷道掘进工作面配FBD-Ⅱ-6.0型对旋式局部通风机2台，1台运行，1台备用，风量256~469 m3/min，全压1363~4601Pa，配套电机功率15´2kW。采用φ500㎜、φ600㎜抗静电阻燃风筒导风，风筒出口距掘进碛头的距离不大于5m。局部通风机安设在距其回风流不小于10m的进风流中，掘进工作面的回风由专用回风上山直接引入回风大巷，全部为独立通风。

　　安设局部通风机的巷道中的配风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还考虑了保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚。局部通风机采用 “三专”(专用变压器、专用开关、专用线路)供电，实行风电、瓦斯电两闭锁。

　　4、矿井风量与通风网络对安全的保证程度

　　矿井需风量按井下采煤、掘进、硐室及其他需风地点的实际需风量的总和进行计算，可满足生产要求。主要通风机选择还考虑了外部漏风系数1.05，通风容易期工况点风量Q1=79.5m3/s，通风困难期工况点风量Q2=79.5m3/s。井下所有巷道中的风流速度均满足《煤矿安全规程》第101条的规定。

　　通风各并联网路风压平衡，只要生产中根据风压的动态变化，通过风门、调节风门的控制，能完全满足各用风地点的风量要求。

　　矿井按规定每年应核定通风能力，并根据井下实际需要进行调整，使矿井总风量满足井下各用风地点的需要，实行以风定产。

　　5、反风系统及可靠性

　　根据安全规程的规定，矿井主要通风机必须装有反风设施，必须能在10min内改变矿井风流方向。本次设计推荐选用的FBCDZ-8-N022型-160kw´2防爆轴流式对旋通风机具有直接反转反风的性能，反风量60%～70%，符合现行《煤矿安全规程》的要求。反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习。本矿井通过主要通风机的电动机自身反转来实现反风，不设反风道，故反风漏风少，效率高。在矿井负压最大地点——回风斜井安全出口内设置两组双向风门，以满足反风需要。

　　6、矿井通风设备及设施的保证措施

　　矿井主要通风机选用FBCDZ-8-N022型防爆轴流式对旋通风机，配套电动机功率160kw´2kW， 装备风机2台，1台工作，1台备用。矿井生产期间通过调整风机叶片角度来分别满足通风容易和通风困难时期所需风量。回风斜井井口设有防爆门，当井下发生爆炸时，其冲击波直接将防爆门冲开，对风机起保护作用，当主要通风机因故停止运转期间，防爆门及双向风门按规定打开，利用自然风压通风。通风机房配有测定主要通风机通风性能参数的仪器仪表，按规定对主要通风机运行工况进行测试和调节。

　　7、其它安全保证措施。

　　(1)准备采区，必须在采区构成通风系统后，方可开掘其它巷道。采煤工作面必须在采区构成完整的通风系统后，方可回采。采区进、回风巷必须贯穿整个采区，严禁一段为进风巷、一段为回风巷。

　　(2)采、掘工作面应实行独立通风，严禁采用串联通风。

　　(3)控制风流的风门、风墙、风窗等设施必须符合质量要求，稳定可靠。

　　(4)矿井建成后投产前必须进行1次矿井通风阻力测定，以后每3年至少测定1次。

　　(5)每季度应至少检查1次反风设施、通(反)风构筑物及通风设备，每年应进行1次反风演习，并能在10min内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，主要通风机的供给风量不应小于正常供风量的40%。主要通风机投入使用前必须进行一次性能测试，以后每5年进行一次性能测试。

　　(6)严禁主要通风机房兼作它用。主要通风机房内必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表，还必须有直通矿调度室的电话，并有反风操作示意图、司机岗位责任制和操作规程。主要通风机的运转应由专职司机负责，司机应每小时将通风机运转情况记入运转记录簿，发现异常，立即报告。

　　(7)掘进巷道采用局部通风机供风，必须采用柔性抗静电阻燃风筒，风筒出口距碛头不得超过5m。

　　(8)矿井必须每年组织一次救灾演习。

　　第三节　灾害预防及安全装备

　　煤矿生产中，保护井下作业人员的生命安全是第一要务，为了做到这一点，就必须严格执行《煤矿安全规程》等的有关规定，坚持预防为主，综合治理的原则，制订完善的灾害预防措施，做到防患于未然。

　　一、预防瓦斯爆炸的措施

　　本矿井按煤与瓦斯突出矿井进行设计，为预防瓦斯爆炸，设计采取以下措施。

　　(一)防止瓦斯积聚

　　1、加强通风

　　1)矿井采用中央并列式通风方式，主要通风机工作方法为抽出式，矿井通风容易时期总风量80.5m3/s，困难时期总风量80.5m3/s，经过配风计算，能够保证采、掘工作面、独立通风硐室及其它地点的用风要求。巷道风速符合《煤矿安全规程》第101条的规定。

　　2)掘进工作面采用局部通风机压入式通风，风机供风能力均能满足掘进工作面需风量要求。局部扇风机实行“三专两闭锁供电”以保证连续运转并有可靠保护。矿井安全监测监控系统在每个掘进工作面安装有高低浓度瓦斯传感器、设备开停传感器和断电器，可对局部通风机及其它掘进设备进行监测监控和自动断电、馈电。

　　3)防止生产过程中瓦斯浓度超限，通风是行之有效的方法，根据井下的巷道布置系统及通风网络，设计在整过通风系统中设置了合理的通风构筑物，使井下各用风地点做到有效、稳定、连续不断的供风，使采掘工作面和巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》的规定。矿井生产过程中要加强通风设施的检查、维护，确保通风设施工程质量。

　　2、对采掘工作面、机车等主要防爆地点装备高低浓度瓦斯传感器和断电器，实现自动报警断电，同时停止作业，立即撤离人员。

　　3、防止瓦斯爆炸事故扩大：回风斜井井口设置防爆门，以防冲击波损坏主要通风机。

　　(1)采用机械通风。

　　(2)正确合理地计算与分配风量，使井下各采掘工作面，各巷道、硐室均有足够的风量。

　　(3)加强局部通风机、风筒的维护管理，防止漏风，避免循环风，禁止扩散通风。

　　(4)风门及其它建筑物的结构和位置应合乎要求，并加强维护管理，防止大量漏风，杜绝风流短路。

　　(5)临时停风的地点不得停风，否则必须设置栅栏，切断电源挂牌示警，禁止人员入内。

　　4、加强瓦斯检查

　　经常检查矿井通风和瓦斯涌出情况，掌握瓦斯动态，以便发现问题及时处理，是防止瓦斯事故的重要措施之一。允许作业的瓦斯浓度以及超限时的处理措施必须严格遵照《煤矿安全规程》执行。

　　5、在矿井生产中应及时处理局部积存的瓦斯，随时注意回采面上隅角、顶板冒落的空洞内及盲巷的瓦斯积聚，按规定及时封闭盲巷、采空区。

　　6、本矿井为煤与瓦斯突出矿井，在揭煤层时或过断层时，除加强观察和安全监测外，必须先探后掘，一旦发现有异常情况，应立即撤离人员，采取措施解决。

　　7、本设计推荐采用建立地面固定式抽放系统，通过底板穿层钻孔预抽煤层瓦斯、卸压抽放、顺层钻孔抽放、边掘边抽、采空区抽放等综合抽放方法，提高矿井瓦斯抽放率，减少风排瓦斯量。

　　8、从监测监控上，矿井配备重庆煤科分院开发研制的KJ90NB集中安全监控系统，对采掘工作面及其进回风流、采区进回风流、回风斜井内风流、机电硐室空气环境以及其它有可能涌出瓦斯或受到瓦斯影响的地点进行瓦斯浓度监测，对风电闭锁、瓦斯电闭锁、风门闭锁、主要通风机及局部通风机的运行工况等状态量进行监测，加强瓦斯、通风设施检查、巡查，全方位及时掌握矿井瓦斯涌出情况，进行及时处理。

　　9、从技术措施上，矿井通风设计及井下通风构筑物设置使矿井风流做到有效、稳定、连续不断，各采掘工作面及其它用风地点均保证有足够的新鲜风流，能将采掘工作面的最大瓦斯涌出量稀释到《规程》规定的浓度以下。

　　10、处理瓦斯积聚、恢复盲巷通风、启封密闭、排放瓦斯必须编制相应的安全技术措施，严格执行措施。

　　11、严格按煤矿安全规程及救护规程规定密闭火区、启封已熄灭火区。

　　12、加强管理，保证通风设施建造质量，严禁将两道风门同时打开，防止风流短路;加强局部通风，严格执行“三专两闭锁”，备用局部通风机及电源要经常检查，保证完好、可靠。

　　(二)防止引燃、引爆瓦斯的措施

　　1、采掘工作面及井下其它地点进行放炮作业时，必须严格按爆破说明书进行炮眼装填，使用水炮泥，严禁放糊炮，采用正向爆破。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。放炮时采用高压喷雾装置熄灭高温火焰。井下爆破作业必须执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮”制度。

　　2、严格按规程规定选择使用炸药和电雷管。炸药必须选用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药，采掘工作面，必须使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms。不得使用导爆管或普通导爆索，严禁使用火雷管。爆破母线必须符合标准。爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、绞车等导电体相接触。巷道掘进时，爆破母线应随用随挂，不得使用固定爆破母线。爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧，如果必须挂在同一侧，爆破母线挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。爆破前，爆破母线必须扭结成短路;井下爆破必须使用矿用防爆型发爆器。

　　3、井下电气设备选用矿用防爆型电气设备，且所有的电气设备均设可靠的接地、短路和漏电保护。所有电气设备、电缆、接线盒、开关等入井前必须经过防爆性能检查，使用过程中必须经常检查，杜绝电气失爆。放炮时，必须按规定切断放炮影响区域内所有的非本安型电源。

　　4、加强预防性灌浆和自燃发火预测预报，及时进行灭火灌浆和封闭火区。

　　5、严格执行《煤矿安全规程》中消除明火的规定。加强职工安全教育和培训，严格检身制度，杜绝人员携带烟草及点火工具下井。

　　6、煤层巷道及半煤岩巷道、石门内距煤层底板10m垂距范围内的掘进工作面不得使用钢丝绳牵引的装岩机。

　　7、防止斜巷跑车等易产生金属碰撞产生火花的现象。

　　8、尾排巷道内必须使用不燃性非金属材料支护。

　　9、进入井下的管、轨、线必须进行绝缘和可靠接地或使用避雷装置，密闭、盲巷外必须切断管、轨、线等导电物体，防止雷电、杂散电流进入。

　　10、严格按照《煤矿安全规程》第二百二十三条之规定进行井下焊割管理。

　　11、在矿井井下及井口房、通风机房、瓦斯抽放站等周围20m以内严禁明火，在风井井口设置防爆门。所有下井人员不能携带烟火，不能穿化纤衣服。

　　12、井下电气设备搬迁或检修前，必须切断电源，检查瓦斯，巷道风流中瓦斯浓度低于0.8%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验;确认无电后，方可进行导体对地放电。本设计井下所选的有开关的闭锁装置均能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作。井下普通型携带式电气测量仪器，必须在瓦斯浓度0.8%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。在掘进工作面等瓦斯涌出量较大的地点均设置有瓦斯断电器，当瓦斯浓度超限时，能够自动报警并切断电源。

　　13、井下严禁撤卸、敲打矿灯。

　　(三)井下电气安全防范措施

　　1、井下电气设备选型及保护措施

　　井下电气设备均选用防爆型或隔爆型矿用电气设备，并具有短路，过电流等保护装置，单相接地保护装置。井下低压馈电线上设有漏电，闭锁的检漏保护装置。

　　井下电气设备保护接地装置和局部接地装置应严格按照《煤矿安全规程》规定执行，为防止静电和杂散电流，井下金属风管，水管等金属物及构架均应进行接地。

　　2、检修、搬迁电气设备、电缆和电线

　　井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于0.8%时，方可按《煤矿安全规程》的规定进行相关操作。

　　3、井下电气设备的检查、维护、修理和调整

　　1)井下防爆电气设备，继电保护装置，高压电缆的泄漏和耐压性能，电气设备的绝缘电阻，接地电网的接地电阻，电气设备使用的绝缘油性能等都必须按规程规定的时间定期进行检查、测定和试验。

　　2)电气设备的检查、维护、修理和调整必须由电气维修工进行。

　　3)操作井下电气设备应遵守下列规定：非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备;操作高压电气设备主回路时，操作人员必须戴绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上;手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好绝缘。

　　二、预防煤与瓦斯突出的措施

　　一)煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出的可能性分析

　　1、井田成煤时期，煤层赋存与埋藏深度，煤层厚度及其变化，煤种、煤层顶底板岩性及其厚度，地质构造及破坏程度。

　　井田内含煤地层为二叠系龙潭组，区内含可采煤层2层，平均倾角10°。从上至下依次为17、19、26煤层，其中17煤层与19煤层层间距27.32m，19煤层与26煤层层间距124m。本次设计未考虑26煤层开采。各煤层赋存较稳定，埋藏深度最深达365m。煤种属无烟煤(WY)。17煤层位于龙潭组上段顶部，是矿区主要可采煤层。该煤层含夹石0～2层，煤层上部的一层夹石较稳定，单层厚度0.05～0.57米，为炭质泥岩;下部夹石不稳定，单层厚度0.05～0.21米，主要为泥岩。煤层厚度变化主要与基底起伏有关。较厚的煤层出现在原先地势的低处，较薄的煤层则出现在高处。由于植物遗体都首先在低洼处堆积，随着泥炭层的不断堆积加厚而逐渐连成一片。顶板岩性为深灰色粉砂质泥岩、偶为泥质粉砂岩、泥灰岩，夹菱铁矿薄层，水平层理发育。含动物化石，局部含植物化石碎片。底板岩性顶部0.4米左右为含根泥岩，其下为粉砂岩或泥质粉砂岩、粉砂质泥岩。19煤层位于龙潭组上段上部，层位稳定，厚度变化不大在1.30m-3.50m间，总体上往东南方向有变薄之趋势，往北西变厚。该煤层一般含夹石1～4层，单层厚度0.06～0.76米，主要为炭质泥岩。顶部0.10～0.40米为含根泥岩。顶板岩性为粉砂岩或细砂岩，局部为泥质粉砂岩。底板岩性为含碳泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩，局部粉砂岩。

　　从上述煤层赋存条件分析，煤层成煤时期在二叠纪，煤的破坏类型为Ⅱ类，顶底板以泥岩为主，煤层倾角11°，煤层中瓦斯不易逸出。从国内突出煤层的开采经验看，本矿井在开采过程中煤层有发生突出的可能性。

　　2、井田煤层瓦斯含量及瓦斯成分、煤层瓦斯涌出量、煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数及在地质勘探过程中钻孔透煤时瓦斯涌出的动力现象等。

　　为查明井田内煤层瓦斯赋存状态及其变化规律，采取的瓦斯煤样共有9件,测试结果见表5-1-4。根据《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》(AQ1024-2006)，判定煤层是否具有突出危险性的指标可用煤的破坏类型、瓦斯放散初速度指标(ΔP)、煤的坚固性系数(f)、煤层瓦斯压力(P)。以上指标的测定点应按照不同的地质单元分别进行布置，每个地质单元内在煤层走向和倾向方向分别布置3个以上测点。各指标值取鉴定煤层各测点的最高煤层破坏类型、煤的最小坚固性系数、最大瓦斯放散初速度指标和最大瓦斯压力值。由于《地质报告》中提供的测点数量不足，且无煤层瓦斯压力等指标，因此，本次设计无法根据上述指标判定煤层的突出危险性。

　　3、矿井与邻近矿井煤与瓦斯突出情况，突出的煤层和深度，突出的地点以及所处煤层、地质构造情况，突出的类型、原因、基础数据等突出动态和规律

　　原郭家地煤矿开采多年，未发生过煤与瓦斯突出事故及瓦斯动力现象。据本次调查，邻近的恒泰煤矿于2003年10月29日西一采区1703回采工作面运输顺槽掘进过程中曾发生过煤与瓦斯突出事故，死亡3人;政忠煤矿、能通煤矿、马刀地煤矿也曾经发生过小规模的煤与瓦斯突出;楼下糯东煤矿在建井石门揭煤过程中有瓦斯突出征兆，经采取防突措施后安全揭煤。

　　因此，随着矿井开采深度的增加，瓦斯压力增加，发生煤与瓦斯突出的可能性增大。

　　综上所述，井田内各煤层未经煤与瓦斯突出危险性鉴定，但从邻近矿井发生过煤与瓦斯突出或动力现象这一情况来看，矿井具有发生突出的可能性，尤其是随着向深部开采，矿井瓦斯压力增加，煤层瓦斯含量增加，突出的可能性增大。因此，矿井在建设过程中必须请有资质的单位进行鉴定，以便采取相应的措施和对策。根据黔安监管办字[2007]345号文件，本次按煤与瓦斯突出矿井设计。

　　二)矿井设计中防突措施

　　1、基础资料来源及可靠性评价

　　郭家地煤矿瓦斯基础资料来源于《《贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及勘探地质报告》，其可靠性是比较高的。本设计根据“报告”提供的数据所作的开采水平煤层瓦斯含量及矿井瓦斯涌出量预测方法科学合理，预测结果基本满足设计需要。

　　但“报告”中瓦斯资料存在不足之处：瓦斯地质工作程度不够;无瓦斯等值线、煤层透气性、瓦斯压力及梯度等资料。矿井在建设期间应及时补充上述资料，校核矿井通风能力。

　　2、确定为突出煤层的依据、所采用的预测方法和各项指标值，说明矿井各煤层的特征

　　矿井未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，但随着向深部开采，矿井瓦斯压力增加，煤层瓦斯含量增加，必须请有资质的单位进行鉴定，以便采取相应的措施和对策。根据黔安监管办字[2007]345号文件，本次按煤与瓦斯突出矿井设计。

　　3、开拓方式、煤层开采顺序、采煤方法、采区巷道布置和回采工作面布置参数;矿井通风方式和通风系统方面是否符合有关防突规定

　　设计采用斜井开拓方式，布置主斜井、副斜井、回风斜井共三个井筒，各井筒从煤层顶板进入煤层底板岩层，主要运输大巷、采区上下山、瓦斯抽采巷均布置在19煤层底板的岩层中，距17煤层法线距离22m。设计采用下行式开采顺序，上煤层作为下煤层的保护层，采煤方法为走向长壁式采煤法，后退式开采。采区准备方式为单翼采区，17、19煤层联合布置，采区上山布置在采区边界，每个采区布置一条轨道上山、一条皮带上山、一条专用回风上山。各上山通过石门或绕道与采区煤层巷道连接。专用回风上山贯通整个采区，严禁一段进风、一段回风。采区内划分区段，采煤工作面倾斜长170米左右。每个区段设2条瓦斯抽放巷，布置在19煤层底板岩层中。

　　矿井通风方式采用中央并列式，主要通风机工作方法为抽出式。采掘工作面独立通风，防突工作面通风设施采用正反向风门。符合防突的相关规定。

　　三)防突措施

　　本次设计采用包括突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施效果检验、安全防护措施等“四位一体”的综合防突措施防治煤与瓦斯突出。除本设计外，建设单位尚须按《煤矿安全规程》第179条及黔府办发〔2008〕83号文规定，委托有资质单位编制瓦斯抽采专项设计和防治煤与瓦斯突出专项设计。

　　(一)突出危险性预测

　　煤层突出危险性预测分为区域突出危险件预测(简称为区域预测，以下同)和工作面突出危险性预测(包括石门和竖、斜井揭煤工作面，煤巷掘进工作面和采煤工作面的突出危险性预测，简称工作面预测，以下同)。区域预测应预测煤层和煤层区域的突出危险性，并应在地质勘探、新井建设、新水平和新采区开拓或准备时进行。工作面预测是预测工作面附近煤体的突出危险性，应在工作面推进过程中进行。突出煤层经区域预测后可划分为突出危险区、突出威胁区和无突出危险区。在突出危险区，工作面进行采掘前，应进行工作面预测。采掘工作面经预测后，可划分为突出危险工作面和无突出危险工作面。在突出威胁区内，根据煤层突出危险程度，采掘工作面每推进30一100m，应用工作面预测方法连续进行不少于两次区域预测验证，其中任何一次验证为有突出危险时，该区域应改划为突出危险区。只有连续两次验证都为无突出危险时，该区域仍定为突出威胁区域。在突出危险工作面进行采掘作业前，必须采取防治突出措施。采取防治突出措施之后，还要进行措施效果检验，经检验证实措施有效后，方可采取安全防护措施进行采掘作业。每执行一次防治突出措施作业循环(包括措施、措施效果检验、采掘作业)后，需再进行工作面预测，如预测为无突出危险时，还必须再执行防治突出的措施，只有连续2次预测为无突出危险时，该工作面方可视为无突出危险工作面。在无突出危险工作面进行采掘作业时，可不采取防治突出措施，但必须采取安全防护措施。

　　1、区域突出危险性预测

　　由于区域突出危险性预测技术要求高、操作难度大，建议委托有资质的权威机构进行预测。

　　2、工作面突出危险性预测

　　1)石门揭煤工作面预测

　　(1)方法：本设计推荐采用钻屑瓦斯解吸指标法进行预测。

　　(2)仪器：WTC突出参数预测仪

　　(3)指标：钻屑瓦斯解吸指标K1值及动力现象。钻屑瓦斯解吸指标的突出临界值，应根据实测数据确定，若无实测数据，可采用干煤样0.5mL/g.min1/2，湿煤样0.4mL/g.min1/2。当预测指标K1max大于或等于临界指标时，为突出危险工作面，当预测指标小于临界指标时，为无突出危险工作面。预测过程中出现喷孔、卡钻等动力现象时，应定为突出危险工作面。

　　(4)预测位置及钻孔布置：在石门工作面距煤层最小垂距为3～10m时，利用探明煤层赋存条件和瓦斯情况的钻孔或至少打两个直径为50～75mm的预测钻孔，在其钻进煤层时，用1～3mm的筛子筛分钻屑，测定其瓦斯解吸指标。

　　2)煤巷掘进工作面突出危险性预测

　　(1)方法：本设计推荐采用钻屑指标法进行预测。

　　(2)仪器：WTC突出参数预测仪、弹簧秤。

　　(3)指标：钻屑瓦斯解吸指标K1值、钻屑量S及动力现象。钻屑指标法各项指标的突出危险临界值，应根据现场测定资料确定。如无实测资料时，可参照表5-3-1的数据确定工作面的突出危险性。预测过程中出现喷孔、卡钻等动力现象时，应定为突出危险工作面。

　　表5-3-1 钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的临界值

　　(4)钻孔布置

　　在煤巷掘进工作面打3个直径42mm、孔深8～l0m的钻孔，钻孔应布置在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道轮廓线外3～5m处钻孔布置见插图5-3-1。

　　钻孔每打lm测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K1预测工作面的突出危险性。

　　采用钻屑指标法预测突出危险性，当预测为无突出危险时，每预测循环应留有至少2m的预测超前距。

　　3)采煤工作面突出危险性预测

　　采煤工作面突出危险性预测可使用煤巷掘进工作面突出预测方法，沿采煤工作面每隔10～15m布置一个预测钻孔，孔深根据工作面条件选定，但不得小于3.5m。当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留2m预测超前距。

　　(二)防治突出措施

　　防治突出措施包括区域性防治突出措施和局部防治突出措施。本次设计选择开采保护层和预抽煤层瓦斯作为区域性防治突出措施。石门揭煤工作面、煤巷掘进工作面、采煤工作面等选择针对性的局部防治突出措施。

　　1、开采保护层

　　1)保护层的确定

　　(1)保护层的性质

　　开采保护层是防治煤与瓦斯突出最简单、最有效、最可靠的区域性防突措施。开采保护层后，保护层上下围岩向采空区移动，采空区上方岩体冒落并形成自然冒落拱，下方岩体向采空区膨胀并形成裂隙，被保护层中弹性潜能得以释放，岩石和被保护层的地应力降低;同时被保护层透气性系数大大增加，有利于抽采瓦斯，降低煤层瓦斯压力;此外还能改变被保护层的物理力学性质，增强煤体抗破坏能力，从而达到防止煤与瓦斯突出的目。

　　(2)保护层的选择

　　根据《煤矿安全规程》第一百九十二、一百九十三、一百九十四条之规定，对于有突出危险煤层，应采取开采保护层或预抽煤层瓦斯等区域性防治突出措施;在突出矿井开采煤层群时，应优先选择开采保护层防治突出措施;选择保护层应遵循下列原则：一是优先选择无突出危险煤层作为保护层、矿井所有煤层都有突出危险时应选择危险程度较小的煤层作保护层，二是应优先选择上保护层、选择下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。

　　由于在地质勘探阶段未提供各煤层突出危险程度的资料，因此，本设计根据该矿井煤层赋存条件及确定的煤层开采顺序(即首先开采17煤层，再开采19煤层)，将首先开采的17煤层作为19煤层的保护层。本矿井开中厚煤层，其中17煤层平均厚度1.67m，19煤层平均厚度2.8m,,平均层间距27.32m，符合开采中距离上保护层的条件。

　　2)保护层作用有效范围的圈定。

　　(1)保护层与被保护层之间的有效垂距

　　根据《防治煤与瓦斯突出细则》第40条，保护层的开采厚度等于或小于0.5m、上保护层与突出煤层间距大于50m 或下保护层与突出煤层间距大于80 时，都必须对保护层的保护效果进行检验。检验应在被保护层中掘进巷道时进行，检验方法按照《细则》第35 条规定的方法进行。如果各项测定指标都降到该煤层突出危险临界值以下，则认为保护层开采有效;反之，认为无效。

　　17煤层与19煤层层间距在27.32m左右，保护层与被保护层之间的垂距在有效垂距范围内。

　　(2)沿走向的保护范围

　　本设计根据《防治煤与瓦斯突出实施细则》第48条，在保护层工作面开采结束3个月后，且卸压比较充分，岩层移动基本稳定的情况下，按56º卸压角划定沿走向的保护范围，如插图5-3-2所示。

　　3)开采保护层的几个技术问题。

　　(1)主要巷道布置位置

　　主要巷道布置在19煤层底板岩层中，距19煤层底板法线距离17~27m，在施工过程中，加强巷道导向，防止误穿煤层。

　　(2)井巷揭穿突出煤层地点的选择

　　根据经验，井巷揭穿突出煤层的危险性非常大，因此选择揭穿突出煤层的位置非常重要。首先揭煤地点应尽量避开断层、褶皱等地质构造带，其次应尽量选择在受到保护的区域揭穿突出煤层，避开采掘工作面前方的应力集中地带。

　　本井田内采区巷道揭穿煤层地点为各区段轨道石门和回风石门。揭煤地点应避开地质构造复杂和破碎地带。

　　(3)在有抽放瓦斯系统的矿井开采保护层应同时抽放被保护层瓦斯

　　为提高保护层的卸压保护效果，设计考虑了对被保护层瓦斯的卸压抽放措施。抽放钻孔布置参数见本章第五节。

　　(4)保护层的有效保护范围及有关参数的确定

　　17煤层作为19煤层的保护层进行开采后，必须及时绘制保护关系图并按规定程序进行审批。划定保护范围的卸压角必须在实际工作中考察确定，在取得实际考察数据之前，可按“防突细则”取值：走向方向卸压角为56°，倾斜方向上、下方的卸压角分别为δ3=75°、δ4=75°。在被保护层中进行采掘时，对保护范围进行效果检验。

　　(5)保护层的回采工作面与被保护层的掘进工作面超前距离的确定

　　根据《防治煤与瓦斯突出实施细则》的规定，为了保证被保护层掘进工作面的安全，保护层回采工作面必须超前被保护层的掘进工作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层层间垂距的两倍，并不得小于30m。

　　(6)突出煤层中防止在应力集中的影响范围内布置采掘工作面

　　在井巷距贯通点30m前，只允许其中一个掘进工作面作业，必须停止另一个掘进工作面作业;双巷掘进的，其中一个掘进工作面作业时，必须停止另一个工作面掘进;同区段内，上层煤层回采时，下层煤层不得掘进作业。

　　(7)开采保护层，一般不留煤柱，留煤柱应采取的措施

　　保护层中尽可能少留或不留煤柱。采掘过程中所留煤柱必须及时填图。在煤柱影响区进行采掘前，必须首先采取消突措施，并经效果检验有效消防突出危险后方可采取安全防护措施进行作业。在回撤煤柱区内支架时，必须执行“四位一体”的防突措施，防止垮塌诱发突出。

　　(8)在突出煤层或瓦斯喷出区域掘进工作面的通风方式或局部通风机选择

　　巷道掘进工作面全部实行独立通风，采用局部扇风机压入式供风，利用矿井主扇全压回风。达产时全矿共布置2个掘进工作面，每个掘进工作面配备局部通风机2台，1台运行、1台备用。此外每个掘进工作面采用双电源供电，掘进工作面使用的设备满足“三专两闭锁”(专用变压器、专用开关、专用回路，风电闭锁、瓦斯电闭锁)的要求，双局扇实现自动切换，掘进工作面风筒具有抗静电、阻燃性能。

　　(9)井巷揭穿突出煤层前通风系统和通风设施及采区上山布置方式选择

　　在生产过程中，石门揭穿突出煤层前，必须首先形成全负压通风系统。根据《防治煤与瓦斯突出细则》第95条的要求，在突出危险区石门揭煤时必须在掘进工作面的进风侧设置反向风门，以控制突出时的瓦斯能沿回风道流入回风系统。反向风门应设在围岩坚固、无积水、支护完好、无拐弯的平巷内，反向风门的数量为两道。反向风门墙垛可用砖或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于0.8m。门框和门可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于100mm，风门厚度不得小于50mm，风门的横梢不少于三根。两道风门之间的距离不得小于4m。每道反向风门都必须有牢固的底坎。不过车的风门，其底坎要求在反向风门关闭后能将其抵牢;过车门的底坎高度以不影响通车为限。每次放炮之前，施工队的班长负责关闭反向风门并用料石或木料等物将反向门支撑好，使反向风门受突出压力时底边有较强的承压能力。在巷道掘进施工完毕后，应及时撤除反向风门，以完善巷道的畅通性。

　　本矿井采用走向长壁采煤法，采区内设置有轨道上下山、专用回风上山。上山均布置在煤层底板岩层中，其中回风上山贯通整个采区，严禁一段进风、一段回风。防突工作面回风系统保持畅通，不设控风设施。

　　(10)其它应注意的问题

　　本矿井作为保护层开采的17煤层其本身具有煤与瓦斯突出危险性。在保护层中进行采掘前，必须采取掘进条带预抽、回采范围网格预抽、顺层钻孔边采边抽的综合抽放方法;经预抽后，煤层瓦斯含量必须降到8.0m3/t以下或煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下，经有资质的单位进行消突效果评估达到消突效果后，方可进行采掘作业。在保护层中进行采掘时，必须采取“四位一体”的综合防突措施。

　　在未开采上覆17煤层的区域内开采19煤层时，必须采取掘进条带预抽、回采范围网格预抽、顺层钻孔边采边抽的综合抽放方法;经预抽后，煤层瓦斯含量必须降到8.0m3/t以下或煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下，经有资质的单位进行消突效果评估达到消突效果后，方可进行采掘作业。在煤层中进行采掘时，必须采取“四位一体”的综合防突措施。

　　2、预抽煤层瓦斯

　　1)预抽煤层瓦斯方法。本设计采用在19煤层底板岩层中布置各区段瓦斯抽放巷，每个区段布置2条瓦斯抽放巷。从瓦斯抽放巷向煤层施工底板穿层钻孔预抽煤层瓦斯。抽放方法和钻孔布置方式见本章第五节矿井瓦斯抽放有关内容。

　　2)预抽煤层瓦斯防突措施的有效性指标的确定和依据

　　根据《煤矿瓦斯抽采基本指标》及黔府办发[2008]83号文件精神，“瓦斯含量达到或超过8.0立方米/吨的煤层(区域)、瓦斯压力达到或超过0.74MPa的煤层(区域)必须预抽煤层瓦斯，消除瓦斯隐患后，再安排采掘作业”。

　　本设计采取底板穿层钻孔对煤层巷道掘进条带(巷道轮廓线外两帮各10m范围)以5 m´5m(走向´倾向)网格钻孔进行预抽，对回采范围及其边界轮廓线外10m范围以10m´10m(走向´倾向)网格钻孔进行预抽。本设计主要采用预抽后煤层瓦斯含量及煤层瓦斯压力作为预抽煤层瓦斯防突措施有效性指标。经有资质的单位对预抽效果进行评估，达到消突效果后方可进行采掘作业。

　　工作面回采巷道形成后，在运输巷沿煤层倾向向上施工顺层钻孔，并边采边抽。

　　抽放钻孔布置参数见本章“三、瓦斯抽采及利用”。

　　3、石门和其他岩石井巷揭穿突出煤层的防治突出措施

　　石门和其他岩石井巷揭穿突出煤层、即石门和其他岩石井巷自底(顶)板岩柱穿过煤层进入顶(底)板的全部作业过程，都必须采取防治突出措施，并编制设计。在地质构造破坏带应尽量不布置石门。如果条件许可，石门应布置在被保护区或先掘出石门揭煤地点的煤层巷道，然后再用石门贯通。石门与突出煤层中已掘出的巷道贯通时，该巷道应超过石门贯通位置5m以上，并保持正常通风。

　　1)石门揭煤的步骤

　　(1)探明石门(或揭煤巷道)工作面和煤层的相对位置;

　　(2)在揭煤地点测定煤层瓦斯压力或预测石门工作面突出危险性;

　　(3)预测有突出危险时，采取防治突出措施;

　　(4)实施防突措施效果检验;

　　(5)用远距离放炮或震动放炮揭开或穿过煤层;

　　(6)在巷道与煤层连接处加强支护;

　　(7)穿透煤层进入顶(底)板岩石。

　　2)石门揭穿突出煤层的设计主要内容

　　(1)突出预测方法及预测钻孔布置、控制突出煤层层位和测定煤层瓦斯压力的钻孔布置;

　　(2)建立安全可靠的独立通风系统，并加强控制通风风流设施的措施。在建井初期，矿井尚未构成全风压通风时，在石门揭穿突出煤层的全部作业过程中，与此石门有关的其他工作面都必须停止工作。放震动炮揭穿突出煤层时，与此石门通风系统有关地点的全部人员必须撤至地面，井下全部断电，井口附近地面20m范围内严禁有任何火源;

　　(3)揭穿突出煤层的防治突出措施;

　　(4)准确确定安全岩柱厚度的措施;

　　(5)安全防护措施。

　　3)石门揭穿突出煤层的规定

　　(1)石门揭穿突出煤层前，必须打钻控制煤层层位、测定煤层瓦斯压力或预测石门工作面的突出危险性。后两项工作可与控制煤层层位的前探钻孔共用。前探钻孔、测压钻孔可参照插图5-3-4布置;

　　(2)在石门工作面掘至距煤层10m(垂距)之前，至少打两个穿透煤层全厚且进入顶(底)板不小于0.5m的前探钻孔，并详细记录岩芯资料。

　　(3)地质构造复杂、岩石破碎的区域，石门工作面掘至距煤层20m(垂距)之前，必须在石门断面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔。以保证能确切地掌握煤层厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯情况等;

　　1、2一控制煤层层位钻孔;3、4一测定煤层瓦斯压力钻孔;5一突出危险煤层

　　(4)在石门工作面距煤层5m(垂距)以外，至少打2个穿透煤层全厚的测压(预测)钻孔，测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度指标与坚固性系数或钻屑瓦斯解吸指标等。为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完整的地方，测压孔与前探孔不能共用时，两者见煤点之间的间距不得小于5m。在近距离煤层群中，层间距小于5m或层间岩石破碎时，应测定各煤层的综合瓦斯压力;

　　(5)为了防止误穿煤层，在石门工作面距煤层垂距5m时，应在石门工作面顶(底)部两侧补打3个小直径(42mm)超前钻孔，其超前距不得小于2m。当岩巷距突出煤层垂距不足5m且大于2m时，为了防止岩巷误穿突出煤层，必须及时采取探测措施，确定突出煤层层位，保证岩柱厚度不小于2m(垂距);

　　(6)石门掘进工作面与煤层之间必须保持一定厚度的岩柱。岩柱的尺寸应根据防治突出的措施要求、岩石的性质、煤层倾角等确定(见表19)。采用震动放炮措施时，石门掘进工作面距煤层的最小垂距是1.5m，如果岩石松软、破碎，还应适当增加垂距。

　　(7)石门揭穿突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防治突出措施，经效果检验有效后可用远距离放炮或震动放炮揭穿煤层;若检验无效，应采取补充措施，经措施效果检验有效后，用远距离放炮或震动放炮揭穿煤层。当预测为无突出危险时，可不采取防治突出措施，但必须采用震动放炮揭穿煤层。

　　4)揭穿突出煤层的防治突出措施

　　石门防治突出措施可采用抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、金属骨架或其它经试验证明有效的措施，在实施防治突出措施时，都必须进行实际考察，得出符合本矿井实际的有关参数。本设计推荐采用以抽放瓦斯措施为主，以排放瓦斯措施为辅的防治突出措施。

　　(1)预抽瓦斯措施

　　①实施措施时的岩柱厚度

　　在石门掘进工作面距突出煤层底板垂距10m、5m、3m时分别布置抽放钻孔进行预抽。

　　②钻孔控制范围

　　抽放钻孔应控制石门揭煤处巷道断面轮廓线外两帮各10m，上方10m、下方5m。

　　③钻孔间距及孔径

　　可根据煤层的透气性和允许抽放的时间确定，一般为2～3m，均匀布孔。本设计推荐采用钻孔间距2.5m，孔径87mm。

　　④预抽时间

　　预抽时间以预抽后煤层瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下为准。

　　⑤抽放效果检验标准

　　在抽放钻孔控制范围内，煤层瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤层瓦斯压力降到0.74MPa，且预测(效果检验)指标降到突出临界值以下，认为预抽瓦斯防突措施有效。

　　(2)排放钻孔措施

　　① 实施措施时的岩柱厚度

　　在石门掘进工作面距突出煤层底板垂距3m时布置排放钻孔进行排放。

　　②钻孔控制范围

　　排放钻孔应控制石门揭煤处巷道断面轮廓线外两帮各10m，上方10m、下方5m。

　　③钻孔间距及孔径

　　排放钻孔的直径为75～100mm，钻孔间距根据实测的有效排放半径而定，一般孔底间距不大于2m。钻孔布置可参见插图5-3-5所示。本设计推荐采用钻孔间距2m，孔径87mm。

　　④排放时间

　　预抽时间以预抽后煤层瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下为准。

　　⑤排放效果检验标准

　　在抽放钻孔控制范围内，煤层瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤层瓦斯压力降到0.74MPa，且预测(效果检验)指标降到突出临界值以下，认为预抽瓦斯防突措施有效。

　　4、煤层中采掘工作面防治突出措施

　　在突出煤层中进行掘进和回采时，都应预测煤层的突出危险性，并根据煤层的突出危险性和具体条件，采取防治突出措施。措施参数应根据矿井实际测定的结果或参照有关资料确定。在一个或相邻的两个采区中，同一阶段的突出煤层中进行采掘作业时，不得布置两个工作面相向回采和掘进。突出煤层的掘进工作面，不得进入本煤层或邻近煤层采煤工作面的应力集中区。突出煤层的采掘工作面靠近或处于地质构造破坏和煤层赋存条件急剧变化地带时，都应认真检验防治突出措施的效果。如果措施无效，应及时采取补充措施。

　　1)煤巷掘进工作面防治突出措施

　　在突出危险煤层中掘进平巷时，应采用超前钻孔、松动爆破、前探支架、水力冲孔或其它经试验证实有效的防治突出措施。本设计推荐采用抽放瓦斯、超前钻孔、松动爆破、前探支架防突措施。

　　在第一次执行上述措施或无措施超前距时，必须采用浅孔排放或其它防治突出措施，在工作面前方形成5m的执行措施的安全屏障后，方可进入正常防突措施施工，确保执行措施的安全。

　　(1)抽放瓦斯防治突出措施

　　

本设计采用沿煤层巷道掘进方向施工顺层钻孔抽放煤层瓦斯。抽放钻孔控制前方50米、两帮5米，抽放超前距不少于10米，孔径Φ87mm。抽放钻孔布置见插图5-3-6。

 

　　图5-3-6 煤层巷道掘进工作面超前预抽钻孔布置示意图

　　采取防突措施后，必须进行防突措施效果检验，经检验消除突出危险后，方可采取安全防护措施进行掘进。预测及效果检验超前距不小于5m。

　　(2)超前钻孔防治突出措施

　　①超前钻孔直径应根据煤层赋存条件和突出情况确定，一般为75～120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径42mm的钻孔。钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于5m;若超前钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施;

　　②钻孔应尽量布置在煤层的软分层中;

　　③超前钻孔应控制到巷道断面轮廓线外2～4m(包括巷道断面内的煤层);

　　④超前钻孔孔数应根据钻孔的有效排放半径确定，钻孔的有效排放半径必须经实测确定;

　　⑤煤层赋存状态发生变化时，应及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数;

　　⑥必须对超前钻孔进行效果检验。如果经检验措施无效，必须补打钻孔或采取其它补充措施;

　　⑦超前钻孔有效排放半径的测定方法可按照《防治煤煤与瓦斯突出细则》附录五的规定执行;

　　⑧超前钻孔施工前应加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面。

　　(3)深孔松动爆破措施

　　①深孔松动爆破的孔径为42mm，孔深不得小于8m。深孔松动爆破应控制到巷道轮廓线外1.5～2m的范围。孔数应根据松动爆破有效半径确定。采用深孔松动爆破防突措施，在掘进时必须留有不小于5m的超前距;

　　②深孔松动爆破的有效影响半径，应进行实测;

　　③深孔松动爆破孔的装药长度为孔长减去5.5～6m，每个药卷(特制药卷)长度为lm，每个药卷装入一个雷管。装药必须装到孔底。装药后，应装入不小于0.4m的水炮泥，水炮泥外侧还应充填长度不小于2m的封口炮泥;

　　④在装药和充填炮泥时，应防止折断电雷管的脚线;

　　⑤深孔松动爆破后，必须进行措施效果检验。如果措施无效，必须采取补救措施;

　　⑥深孔松动爆破时，必须执行撤人、停电、设警戒、远距离放炮、反向风门等安全措施。

　　⑦在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施要求实施时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用直径为42～75mm的钻孔进行排放，经措施效果检验有效后，方可采取安全防护措施施工。

　　(4) 前探支架防突措施要求

　　前探支架可用于松软煤层的平巷工作面，以防止工作面顶部悬煤垮落而造成的突出(倾出)。前探支架一般是向工作面前方打钻孔，孔内插入钢管或钢轨，其长度可按两次掘进长度再加0.5m。每掘进一次。打一排钻孔，形成两排钻孔交替前进，钻孔间距为0.2～0.3m。

　　(5)其它防治突出措施

　　①在突出煤层中掘进上山(含开切眼)时，应采取超前钻孔、松动爆破、掩护挡板或其他保证作业人员安全的防护措施。

　　②突出煤层上山掘进工作面采用放炮作业时，应采用浅炮眼远距离全断面一次爆破。

　　③在突出煤层的煤巷中更换、维修或回收支架时，必须采取预防煤体垮落而引起突出的措施。

　　2)采煤工作面防治突出措施

　　须及时维修突出煤层采煤工作面进、回风道，保持畅通。

　　采煤工作面防治突出措施有预抽煤层瓦斯、松动爆破、超前钻孔等。本设计推荐选择预抽煤层瓦斯、超前钻孔、松动爆破等措施。

　　(1)预抽煤层瓦斯

　　①在区段底板岩层巷道中布置底板穿层抽放钻孔，以10m´10m网格布孔，孔径65mm。

　　②在运输顺槽开形成后，从运输顺槽沿煤层倾斜每隔5~10m布置抽放钻孔，孔径87mm。

　　(2)超前钻孔

　　回采工作面经预测或效果检验后，在预测(效果检验)指标超过临界值的钻孔周围布置超前钻孔。

　　①超前钻孔直径应根据煤层赋存条件和突出情况确定，一般为75～120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径42mm的钻孔。钻孔超前于工作面的距离不得小于5m;

　　②钻孔应尽量布置在煤层的软分层中;

　　③超前钻孔应控制到预测(效果检验)指标超标孔两侧，直至未超标孔位置;

　　④超前钻孔孔数应根据钻孔的有效排放半径确定，钻孔的有效排放半径必须经实测确定;

　　⑤煤层赋存状态发生变化时，应及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数;

　　⑥必须对超前钻孔进行效果检验。如果经检验措施无效，必须补打钻孔或采取其它补充措施;

　　⑦超前钻孔有效排放半径的测定方法可按照《防治煤煤与瓦斯突出细则》附录五的规定执行;

　　⑧超前钻孔施工前应加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面。

　　(3)松动爆破防治突出措施

　　进行采煤工作面的松动爆破防治突出措施，适用于煤质较硬、围岩稳定性较好的煤层。松动爆破孔沿采煤工作面每隔2～3m打一个，孔深不小于3m，炮泥封孔长度不得小于lm。措施实施后，必须经措施效果检验有效后，方可进行采煤。采用松动爆破防治突出措施的超前距离不得小于2m。

　　三)防治突出措施效果检验

　　矿井采取开采保护层、预抽煤层瓦斯以及其它防治煤与瓦斯突出措施后，必须进行消突效果评价，只有经评价达到消突效果且经相关部门及人员审批同意后，方可进行采掘作业。

　　(一)预抽煤层瓦斯防治突出措施的效果检验

　　预抽煤层瓦斯后，对预抽瓦斯防治突出效果的检验应在煤巷掘进时进行，检验方法按煤巷掘进工作面突出危险性预测的方法进行。

　　(二)石门揭煤工作面防治突出措施的效果检验

　　石门防治突出措施执行后，应采取钻屑指标方法(检验措施效果。检验孔孔数为4个，其中石门中间一个、并应位于措施孔之间，其它3个孔位于石门上部和两侧，终孔位置应位于措施控制范围的边缘线上。如检验结果的各项指标都在该煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效;反之，认为措施无效。

　　(三)煤巷掘进工作面防治突出措施的效果检验

　　煤巷掘进工作面执行防治突出措施后，按煤巷掘进工作面突出危险性预测进行措施效果检验。检验孔孔深应小于或等于措施孔，并应布置在两个措施孔之间(见插图5-3-7)。如果测得的指标都在该煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效;反之，认为措施无效。当措施无效时，无论措施孔还留有多少超前距，都必须采取防治突出的补充措施，并经措施效果检验有效后，方可采取安全防护措施施工。

　　当检验孔孔深等于措施孔孔深(检验与措施孔孔深均采用钻孔向巷道掘进方向的投影孔深，简称投影孔深)时，经检验措施有效后，必须留有5m投影孔深的超前距。当检验孔孔深小于措施孔孔深，且两孔投影孔深的差值不小于3m时经检验措施有效后，可采用2m投影孔深的超前距。

　　(四)采煤工作面防治突出措施的效果检验

　　采煤工作面采用浅孔注水或松动爆破措施时，采用钻屑指标法或其它经试验证实有效的方法检验防治突出措施的效果。检验钻孔应打在措施孔之间，测定方法按《防治煤与瓦斯突出细则》(95版)第35条的规定实施。检验指标小于该煤层突出危险临界值时，则认为防突措施有效;反之，认为防突措施无效。

　　在措施效果无效区段，必须采取补充防治突出的措施，并经措施效果检验有效后，方可采取安全防护措施施工，并应留有不小于2m的超前距。

　　四)安全防护措施

　　井巷揭穿突出煤层或在突出煤层中进行采掘作业时，都必须采取安全防护措施。安全防护措施包括井下避难所、压风自救系统、震动放炮、反向风门、远距离放炮、隔离式(压缩氧和化学氧)自救器等。

　　1、井下避难所

　　1)井下避难所的设置要求

　　(1)避难所设在采掘工作附近的进风流中，以便于放炮员操纵放炮，距采掘工作面的距离不得小于300m。

　　(2)避难所必须设置向外开启的隔离门，室内净高不得低于2m，长度和宽度应根据同时避难的最多人数确定，但每人使用面积不得小于0.5m2。避难所内必须支护良好，并设有与矿调度室直通的电话。

　　(3)避难所内必须设有供给空气的设施，每人供风量不得少于0.3m3/min。如果用压缩空气供风时，应有减压装置。

　　(4)避难所内应根据避难最多人数，配备足够数量的自救器。

　　2)井下避难所设计

　　根据本矿井的达产时巷道布置情况，在采区进回风石门设避难所。

　　避难所长度为10m，宽3m，高2.5m，矩形断面，采用挂网锚喷支护。回采面避难所两端均与进风巷相通，掘进工作面避难所一端与进风巷相通，另一端与回风巷相通，硐室两端各建一道向外开启的隔离风门。

　　避难所内的压风急救袋的个数根据在该地点同时工作的人数来确定的。根据在回采工作面、掘进工作面作业的最多人数，在避难所内按1台/人安设压风急救袋。使用时打开位于急救袋上方压风管路上的阀门，即可向急救袋内通入新鲜空气供人呼吸。

　　避难所内安装一部直通矿调度室的电话，按1台/人放置自救器(存放在专门的自救器箱中)、2瓶氧气、1个装有急救药品的急救箱、1台苏生器、2副担架等以备急需。此外，向该硐室接入清水管供避难人员使用。硐室内放有3条可供人员乘坐的长椅。

　　2、压风自救系统

　　1)压风自救 系统的安设计要求

　　(1)压风自救系统安设在井下压缩空气管路上。

　　(2)压风自救系统设置在距采掘工作面25m～40m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风有巷有人作业处。长距离的掘进巷道中，应每隔50m设置一组压风自救系统。

　　(3)每组压风自救系统一般供6人～8人用，压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min。

　　2)压风自救系统的组成

　　压风自救系统一般由压风管路、阀门和自救装置组成。自救装置有两种类型，一种为ZY-J压风急救袋，安装在掘进巷道内;另一种为ZY-M压风自救器，安装在回采工作面。

　　ZY-M压风自救器由管路减压阀、开关、送气软管、面罩和保护盒等组成。平常不用时，送气器和开关、送气软管、面罩均放在保护盒中，并关好保护盒。该自救器保护盒用螺栓固定在支架掩护板下两根支柱之间，工作面每隔两架支架安装一个自救器保护盒。一旦发生煤与瓦斯突出，人员迅速打开保护盒，拉出面罩和送气软管，此时减压阀和开关自动打开放气，把吸气面罩戴上，安静地站在支架下等待救援。

　　3、震动放炮

　　1)震动放炮的设计要求

　　(1)震动放炮必须编制专门设计;

　　(2)震动放炮的炮眼数目，应按照每平方米石门断面4～5个确定;

　　(3)震动放炮的炮眼布置，根据断面和岩性确定;

　　(4)岩眼不得打入煤层，眼底距煤层应保持0.2m的距离。如果岩眼已打入煤层，必须在眼底的岩石中充填0.2m的炮泥;

　　(5)震动放炮的单位炸药消耗量，应按照正常掘进量的1.5～2倍确定，打穿煤层的炮眼在煤层段和岩石段应分段装药，并用长0.25m的炮泥隔开;

　　(6)所有炮眼都在炸药与封泥间装1～2个水炮泥，封泥都必须密实地装至孔口;

　　(7)震动放炮必须采用铜脚线的毫秒雷管，最后—段的延期时间不得超过130ms，并不得跳段使用。电雷管使用前必须进行导通试验。电雷管的联接可采用串联、串并联或并串联方式，但都必须使通每一电雷管的电流达到电雷管的引爆电流的两倍。放炮母线必须采用专用电缆，并尽可能的减少接头，以减少放炮母线的电阻，有条件的可采用遥控引爆器;

　　(8)震动放炮工作面，必须具有独立可靠的回风系统;

　　(9)震动放炮时，回风系统内电气设备必须切断电源，严禁人员作业和通过。

　　2)石门揭穿突出煤层采用震动放炮时，必须遵守的规定

　　(1)工作面必须有独立可靠的回风系统，必须保证回风系统中风流畅通，并严禁人员通行和作业。在其进风侧的巷道中，应设置两道坚固的反向风门。与该系统相连的风门、密闭、风桥等通风设施必须坚固可靠，防止突出后的瓦斯涌入其他区域;

　　(2)凿岩爆破参数、放炮地点、反向风门位置、避灾路线及停电、撤人、警戒范围等，必须在设计中明确规定;

　　(3)放震动炮由矿总工程师统一指挥，并由矿山救护队在指定地点值班，放炮后至少经30min，由矿山救护队人员进入工作面检查。根据检查结果，确定采取的恢复送电、通风及排除瓦斯等具体措施;

　　(4)为降低震动放炮时诱发突出的强度，应采用挡栏设施。挡栏可用金属、矸石或木垛等构成。金属挡栏是由槽钢排列成的方格框架，框架中槽钢的间隔为0.4m，槽钢彼此用卡环固定，使用时在迎工作面的框架上，再铺上网眼为20X20mm的金属网，然后用木支柱将框架撑成45°的斜面。—组挡拦通常由两架组成，其间距为6～8m。金属挡栏如插图5-3-8所示。矸石和木垛挡栏如插图5-3-9所示，挡栏距工作面的距离，可根据预计的突出强度在设计中确定;

　　(5)揭开煤层后，在石门附近30m范围内掘进煤巷时，必须加强支护，严格采取防突措施。

　　(6)如果震动放炮未能按要求揭穿煤层，在掘进剩余部分时(包括掘进煤层相进入底(顶)板2m范围内)，必须按照震动放炮的安全要求，进行放炮作业。震动放炮未崩开石门全断面的岩柱和煤层时，继续放炮仍需按照震动性放炮有关规定执行，并需加强支护，设专人检查瓦斯和观察突出预兆;在作业中，如发现突出预兆，工作人员应立即撤到安全地点。在掘进剩余部分时，必须采用抽放瓦斯、排放钻等防突措施，并应遵守下列规定：

　　a采用抽放瓦斯、排放钻孔之前，必须加强巷道及迎面支护，巷道支架背严、背实后，方可进行作业。作业时，必须采取保护工作面作业人员的安全措施;

　　b放震动炮前，对所有钻孔和在煤体中形成的孔洞都应严密封闭孔口，孔内注满水或以黄土、砂充实。

　　4、反向风门

　　1)反向风门必须设在石门掘进工作面的进风侧，以控制突出时的瓦斯能沿回风道流入回风系统，如插图5-3-10所示;

　　2)必须设置两道牢固可靠的反向风门，风门墙垛可用砖或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于0.8m。门框和门可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于100mm，风门厚度不得小于50mm。两道风门之间的距离不得小于4m;

　　3)放炮时风门必须关闭，对通过内墙垛的风筒，必须设有隔断装置。放炮后，矿山救护队和有关人员进入检查时，必须把风门打开顶牢;

　　4)反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，应根据掘进工作面的通风系统和石门揭穿突出煤层时预计的突出强度确定。

　　5、远距离放炮

　　采用远距离放炮时，放炮地点应设在进风侧反向风门之外或避难所内，放炮地点距工作面的距离根据实际情况由矿总工程师确定。放炮员操纵放炮的地点，应配备压风自救系统或自救器。

　　远距离放炮时，回风系统的采掘工作面及其他有人作业的地点，都必须停电撤人，放炮30min后，方可由救护队员戴机进入工作面检查。

　　1一木质带铁皮的风门;2一砖墙;3一铁风筒;4一胶皮风筒;5一防止瓦斯逆流铁板;6一防止瓦斯逆流铁板立轴;7一定位圈;8一局部通风机;B1一正常通风时防止瓦斯逆流铁板位置;B2--突出逆风时防止瓦斯逆流铁板位置

　　6、其它安全防护措施

　　(1)在有突出危险的采区和工作面，电气设备必须行专人负责检查、维护，并应每旬检查一次防爆性能，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。

　　(2)突出的煤必须及时清理，以防自然引起瓦斯爆炸。清理突出煤时，必须编制防止煤尘飞扬、杜绝火源、垮塌以及再次发生事故的安全防护措施。

　　(3)对突出孔洞，应充填或支护。发生大型或特大型突出后，一般不应从空洞放出松散煤体，以免造成空洞垮塌，引起再次突出，还应及时砌碹或注浆封闭空洞，以免引起煤的自燃。

　　(4)突出矿井每—入井人员，必须随身携带隔离式(压缩氧和化学氧)自救器。

　　(5)采掘工作面严禁采用风镐落煤。

　　五)煤与瓦斯突出预测仪器及装备

　　鉴于矿区内暂无煤与瓦斯突出敏感性指标及临界值考察资料，本设计参照《矿井通风安全装备标准》，设计配备的预测预报仪器有：

　　(1)煤层瓦斯压力测定仪(ACW—1)，数量2台。

　　(2)瓦斯突出参数仪(WTC)，数量8台，4台使用，4台备用。

　　(3)秒表、弹簧秤各8件,4件使用、4件备用。

　　(3)瓦斯放散初速度自动测定仪(WFC-2)，数量2台，测定煤样瓦斯放散初速度(△P)指标;具有自动测定、计算、参数预置、键盘输入、显示、打印、储存等功能。测量煤样数：6个/次

　　(4)瓦斯解吸仪及取样装备(GWRVK—2)，数量2台，用于测定钻孔瓦斯涌出初速度指标，钻孔自然瓦斯涌出量。

　　(5)地勘用煤层瓦斯含量和成分测定仪(AMG)，数量1套，测定煤层瓦斯含量及瓦斯成分。

　　上述仪器仪表中，矿井可根据煤层突出危险性敏感指标考察结果进行增减。

　　三、瓦斯抽采及利用

　　本矿井为煤与瓦斯突出矿井，按“煤矿安全规程”第145条规定，必须建立瓦斯抽采系统。

　　根据开拓开采布置，采用地面钻孔抽采不经济，采用井下移动式抽放又不能完全满足抽放要求，而建立地面集中抽放系统，能较好地抽出煤层解吸瓦斯，而且抽放率较高，抽出的瓦斯浓度较大，是国内普遍采用的瓦斯抽放系统。故设计推荐本矿井选择建立地面永久抽放瓦斯系统。

　　一)矿井年抽放量及抽放年限

　　1、矿井瓦斯储量及可抽量

　　1)瓦斯储量计算范围

　　矿井瓦斯储量的计算范围为本井田边界范围内受采动影响后能够排放瓦斯的可采及不可采煤层以及围岩等。由于矿区除可采煤层外，其余瓦斯煤层或围岩瓦斯地质资料不详，本次设计将其视同围岩，围岩瓦斯储量系数按20%考虑。

　　2)瓦斯储量及可抽量

　　矿井瓦斯储量按各煤层地质储量和各水平平均瓦斯含量计算。

　　可抽率按将煤层瓦斯含量降到8.0m3/t所需的预抽抽出率和开采时所需的抽放率进行估算，取75%。

　　矿井瓦斯储量及可抽量计算结果见表5-3-2

　　2、瓦斯涌出量计算

　　1)煤层瓦斯主要参数

　　瓦斯风化带深度：28m

　　煤层瓦斯压力：1.82~2.96MPa

　　煤层瓦斯含量:17煤层13.48~16.96 m3/t ，19煤层14.21~17.63 m3/t

　　煤中残存瓦斯含量: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)瓦斯涌出量计算

　　(1)回采工作面瓦斯涌出量计算。

　　根据本章第一节计算结果， 17煤层回采工作面的相对瓦斯涌出量为10.18m3/t;19煤层回采工作面的相对瓦斯涌出量为14.92m3/t。

　　(2)掘进工作面瓦斯涌出量计算。

　　根据本章第一节计算结果，17煤层掘进工作面瓦斯涌出量为3.40m3/min，19煤层掘进工作面瓦斯涌出量为2.43m3/min。

　　(3)采区瓦斯涌出量计算。

　　根据本章第一节计算结果，矿井初期开采Ⅰ采区时，采区瓦斯涌出量为22.21m3/t，开采Ⅱ采区时，采区瓦斯涌出量为16.58 m3/t。

　　(4)矿井瓦斯涌出量计算。

　　根据本章第一节计算结果，矿井初期瓦斯涌出量为22.21m3/t，矿井后期瓦斯涌出量为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)回采工作面抽放瓦斯必要性分析

　　①由于本矿井开采的各煤层均具煤与瓦斯突出危险性，在采煤工作面回采前有必要进行煤层瓦斯预抽，以消防煤与瓦斯突出危险性;

　　②根据本第一节的计算结果，采煤工作面瓦斯涌出量大，从工作面需风量和最大通过风量角度考虑，为减少风排瓦斯压力，改善采煤工作面作业环境，有必要对采煤工作面进行瓦斯抽放。

　　(2)掘进工作面抽放瓦斯必要性分析

　　①本矿井各煤层均具煤与瓦斯突出危险性，为防止煤层中掘进工作面发生突出事故，有必要在掘进前进行瓦斯抽放。

　　②如不考虑掘进工作面瓦斯抽放，瓦斯涌出量大，供给风量大，通风运营的费用大幅增加。因此，有必要进行瓦斯抽放。

　　2)抽放瓦斯的可能性。

　　(1)开采层抽放瓦斯的可能性

　　根据邻近矿区瓦斯抽采经验，在煤层进行采掘前，通过底板岩层瓦斯抽放巷施工底板穿层钻孔，对掘进条带和回采范围进行抽采，在回采巷道形成后，沿煤层施工顺层钻孔对回采范围内的煤层瓦斯进行抽放，瓦斯抽放率可达到65%以上。因此，本矿井对开采层瓦斯进行抽采是可能的。

　　(2)邻近层抽放瓦斯的可能性

　　根据开采顺序，在开采上层煤层时，利用底板穿层钻孔抽放下邻近层的卸压瓦斯，抽放效果好。

　　(3)煤层抽放瓦斯难易程度分类(容易抽放、可以抽放、较难抽放)判断抽放瓦斯的可行性

　　本矿区虽没进行煤层透气性系数测定，但根据邻近的松藻矿区抽放经验，煤层抽放瓦斯难易程度分类应为可以抽放。

　　3)抽放瓦斯效果预计

　　(1)瓦斯抽放率

　　①预抽煤层瓦斯的抽放率

　　根据《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026-2006)的规定：“突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下。”

　　17煤层原始瓦斯含量13.48~16.96 m3/t，采掘前必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，经计算，瓦斯抽出率为40.7%～52.8%。

　　19煤层原始瓦斯含量14.21~17.63 m3/t，采掘前必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，经计算，瓦斯抽出率为43.7%～54.6%。

　　为保证达到上述指标，本设计采用从瓦斯抽放巷施工底板穿层钻孔对煤层瓦斯进行预抽，抽出率30%;采用10m岩柱外预抽，对石门(井筒)揭煤工作面巷道轮廓线外8m以上范围煤体瓦斯进行预抽，累计抽出率55%;煤巷掘进工作面采用超前预抽，对巷道轮廓线外8m以上范围煤体瓦斯进行预抽，累计抽出率55%，抽放超前距不小于10m;采煤工作面采用顺层钻孔预抽，工作面前方20m范围内累计抽出率55%。

　　②工作面瓦斯抽放率

　　除上述预抽外，为保证采煤工作面回风瓦斯浓度控制在0.8%以下，尚需对受采煤工作面采动影响范围内的本煤层瓦斯、邻近层瓦斯、采空区瓦斯进行边采边抽。本设计利用预抽时布置的底板穿层钻孔对采动影响范围内的本煤层瓦斯、邻近层瓦斯采空区瓦斯进行抽放;利用预抽时布置的顺层钻孔对采动影响范围内的本煤层瓦斯进行抽放;利用采空区密闭对采空区瓦斯进行抽放。采煤工作面必需的抽放率按下式计算：

　　η=1-q0/q

　　式中：η-采煤工作面必需的瓦斯抽放率，%

　　q0-采煤工作面断面允许过风能力所能稀释的瓦斯涌出量，m3/min;

　　q-采煤工作面瓦斯涌出量，m3/min。

　　q0按下式计算：

　　q0=60´8´Smin´V/(1000K)

　　式中：V-采煤工作面允许风速，m/s;按规程规定取4 m/s。

　　K-采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.3。

　　Smin-采煤工作面最小有效断面，m2;经计算，17煤层工作面取10.75m2，19煤层工作面取6.41 m2。Smin按下式计算：

　　Smin=Lmin´M´0.8

　　Lmin-采煤工作面最小控顶距，m;按设计取4.8m;

　　M-采煤工作面采高，m;17煤层取2.8m，19煤层取1.67m

　　经计算，17煤层采煤工作面断面允许过风能力所能稀释的瓦斯涌出量：

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

　　19煤层采煤工作面断面允许过风能力所能稀释的瓦斯涌出量：

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

　　17煤层采煤工作面必须的瓦斯抽放率：

　　η17=1-q0/q=1-15.88/9.16=-73.4%

　　19煤层采煤工作面必须的瓦斯抽放率：

　　η19=1-q0/q=1-9.47/13.43=29.5%

　　从上述计算可知，采煤工作面的抽放率不能低于29.5%。结合邻近矿区抽放经验，回采工作面及掘进工作面的瓦斯抽放率取45%。

　　(2)工作面瓦斯抽放量

　　根据确定的瓦斯抽放率及工作面瓦斯涌出量，工作面瓦斯抽放量按下式计算：

　　(3)矿井瓦斯抽放量

　　根据本设计，矿井瓦斯抽放量包括预抽瓦斯量、工作面抽放量和其它抽放量，即矿井瓦斯抽放纯量按下式计算：

　　Q矿抽=Q预抽+Q工作面+Q其它

　　式中：Q矿抽-矿井瓦斯抽放纯量，m3/min;

　　Q预抽-矿井预抽瓦斯量，m3/min;按下式计算：

　　Q预抽=A∑(Wi-8)/(1440×C)

　　式中：A-矿井平均日产量，t/d;取1364 t/d

　　Wi-第i煤层原始瓦斯含量，m3/t;17煤层取16.96 m3/t，19煤层取17.63 m3/t

　　C-采区回采率，%;取80%

　　经计算，Q预抽=22.01 m3/min

　　Q工作面-工作面瓦斯抽放量，m3/min;根据前述计算，取Q工作面=7.25 m3/min

　　Q其它-其它抽放量，包括断层、裂隙、老空区等处瓦斯抽放量，取Q其它=0.2Q工作面

　　经上述计算，矿井瓦斯抽放纯量为：Q矿抽=Q预抽+Q工作面+Q其它=22.01+7.25×1.2=30.71m3/min，矿井年抽放量为1459´104 立方米。

　　4)抽放年限

　　矿井抽放年限按下式计算

　　

 

　　式中：T抽—矿井抽放系统服务年限，a;

　　W可—矿井瓦斯可抽量，´104m3;根据前述计算结果取W可=24060´104m3

　　A抽—矿井年抽放量，´104m3;取均值1459´104m3

　　K—备用系数，取1.2;

　　经计算，矿井抽放系统服务年限为13.7a。

　　二)抽放瓦斯方法

　　1、矿井瓦斯来源分析

　　1)矿井瓦斯来源及涌出构成

　　矿井瓦斯来源于生产采区回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出以及已采区老空区瓦斯涌出。其中生产采区瓦斯涌出量占75%，已采区老空区瓦斯涌出量占25%。生产采区中，采掘工作面瓦斯涌出量占75%，采空区瓦斯涌出量占25%。

　　2)回采工作面瓦斯来源及涌出构成。

　　采煤工作面瓦斯涌出量中，开采层瓦斯涌出量占40.9~66.4%，邻近层瓦斯涌出量占59.1~33.6%。

　　2、抽放瓦斯方法

　　1)选择抽放方法的原则

　　矿井瓦斯抽放的类型和方法，可按下列因素考虑确定：

　　①为提高瓦斯抽放率，宜选用多种抽放方法相结合的综合抽放方式。

　　②当井下采掘工作面所遇到的瓦斯主要来自开采层本身，只有抽放开采层本身的瓦斯才能解决问题时，应采用开采层瓦斯抽放。

　　③煤层群条件下首采层开采时，来自邻近层的瓦斯占有很大比例威胁工作面安全生产，应采用临近层瓦斯抽放。

　　④工作面后方采空区瓦斯涌出量大，危害工作面安全生产;或老采空区瓦斯积存量大，向邻近的回采工作面涌出瓦斯量多以及增大采区和矿井总排瓦斯量，应采取采空区瓦斯抽放。

　　⑤对于瓦斯含量大的煤层，在煤巷掘进时，难以用加大风量稀释瓦斯，可在掘进工作开始前对煤层进行大面积预抽或采取边掘边抽的方法加以解决。

　　⑥对于煤层透气性较低，采用预抽方法不易直接抽出瓦斯，掘进时瓦斯涌出不很大而回采时有大量瓦斯涌出的煤层，可采用边采边抽或采用水力割缝、松动爆破和水力压裂煤体注水等措施人为卸压后抽放瓦斯的方法。

　　⑦若煤层赋存较浅(一般600m以内)，煤层较厚，或煤层层数较多，煤层瓦斯含量较高，地面施工钻孔条件较好，可采用地面钻孔抽放。

　　⑧若围岩瓦斯涌出量大，以及溶洞、裂缝带储存有高压瓦斯并喷出时，应采用围岩瓦斯抽放措施。

　　2)瓦斯抽放方法。

　　(1)回采工作面瓦斯来源及构成

　　采煤工作面瓦斯涌出量中，开采层瓦斯涌出量占40.9~66.4%，邻近层瓦斯涌出量占59.1~33.6%。采煤工作面瓦斯主要来源于开采层及邻近层的卸压瓦斯。

　　(2)本煤层瓦斯抽放方法

　　根据国内瓦斯抽采经验，本设计推荐本煤层瓦斯抽采方法分别采用底板穿层钻孔和顺层钻孔预抽和边采边抽。

　　(3)邻近层瓦斯抽放方法

　　根据设计开采顺序，在开采上煤层时，利用底板穿层钻孔对下邻近层的卸压瓦斯进行抽放。

　　(4)采空区瓦斯抽放方法

　　由于本矿区各煤层均有自燃倾向性，本设计推荐选择底板穿层钻孔、采空区密闭、采煤工作面回风隅角密闭对采空区瓦斯进行低负压控制抽采。抽放时，加强自燃发火监测，防止因抽放引起采空区自燃发火。

　　(5)断层、裂隙及其它抽放

　　在矿井建设、生产过程中，对断层、裂隙及其它富含瓦斯的地点，根据探掘情况，编制专门抽放措施，具体选择钻孔抽放、巷道抽放或密闭抽放方式。

　　3)抽放巷道选择

　　本设计在每个区段布置2条底板岩层瓦斯抽放巷，抽放巷距19煤层底板法线距离22m。

　　4)钻场布置、钻孔参数确定。

　　(1)钻场布置位置、间距、尺寸及支护方式，抽放时间。

　　在瓦斯抽放巷中，利用抽放巷每隔10米作为一个钻场。

　　在回采巷道形成后，利用运输顺槽每隔10米作为一个钻场。

　　(2)钻孔布置。

　　①本层瓦斯抽放钻孔参数

　　本设计通过两种方法布置本层瓦斯抽放钻孔。

　　a、底板穿层钻孔：在瓦斯抽放巷或运输大巷钻场中向各煤层施工底板穿层钻孔，以10m´10m网格布孔，钻孔抽放范围控制为工作面运输顺槽下方8米至回风顺槽上方8m。对运输顺槽和回风顺槽掘进条带，钻孔网格尺寸为5m´5m，钻孔控制范围为巷道轮廓线上方8m、下方8m。抽放钻孔终孔孔径为65mm，开孔孔径为87mm。进行采掘前，累计抽出率不少于55%，且煤层瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下。底板穿层抽放钻孔布置见插图5-3-11。

　　b、顺层钻孔：在工作面运输顺槽形成后，沿煤层倾斜布置顺层钻孔，间距10米(施工过程中出现喷孔、卡钻等动力现象时，应加密钻孔)，开孔孔径和终孔孔径均为87mm，钻孔控制到回风顺槽下方10m。工作面前方20m范围内累计抽出率不少于55%，且煤层瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下后，方可采取“四位一体”的综合防突措施进行回采作业。顺层抽放钻孔布置见插图5-3-12。

　　②邻近层瓦斯抽放钻孔参数

　　本设计主要采用底板穿层钻孔抽放下邻近层卸压瓦斯。底板穿层钻孔参数与上述同。

　　③采空区瓦斯抽放布置原则和参数。

　　a、采空区瓦斯抽放布置原则

　　采空区瓦斯抽放应根据煤层自燃倾向性、自燃发火期、采煤工作面推进速度、相邻采空区关系等条件进行布置。采空区应采用低负压抽放。采空区抽放系统应经常检查，发现自燃发火征兆时，应及时进行处理。

　　b、采空区瓦斯抽放钻孔参数

　　本设计采用两种方法进行采空区瓦斯抽放。一是在回采工作面推过底板穿层钻孔一定距离后，利用已有底板穿层钻孔抽放采空区瓦斯。钻孔参数与上述同;二是利用采空区密闭和工作面上隅角密闭埋管进行抽放。

　　④煤层巷道掘进工作面抽放

　　煤巷掘进工作面通常的防突措施有：超前排放钻孔、预抽煤层瓦斯、深孔松动爆破、水力冲孔、深孔控制爆破等。

　　根据本设计，在掘进前，通过底板穿层钻孔控制煤层巷道掘进条带上方8米、下方8米进行预抽;通过超前预抽钻孔控制前方50m、两帮8m进行预抽，抽放超前距不少于10米，孔径Φ87mm。通过上述预抽，掘进工作面前方20m范围内累计抽出率不少于55%，且煤层瓦斯含量降到8.0m3/t以下、煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下后，方可进行采取“四位一体”的综合防突措施进行掘进。超前预抽钻孔布置见插图5-3-13。

　　5)封孔方式、材料及工艺

　　(1)邻近层封孔工艺

　　采用机械封孔方式进行封孔。封孔材料用1：2水泥砂浆，掺5%的石膏添加剂或其它补偿收缩添加剂;采用42.5普通硅酸盐水泥、特细砂，水泥砂浆强度等不小于M7.5。封孔机械选择型号为BFZ-10/1.2型矿用注浆封孔泵。封堵长度为： 5～7m，在地质破碎带封孔深度应根据实际情况加长。

　　(2)本层封孔工艺

　　采用机械封孔方式进行封孔。封孔材料用1：2水泥砂浆，掺5%的石膏添加剂或其它补偿收缩添加剂;采用42.5普通硅酸盐水泥、特细砂，水泥砂浆强度等不小于M7.5。封孔机械选择型号为BFZ-10/1.2型矿用注浆封孔泵。封堵长度为：穿层钻孔5～7m，煤层钻孔8～12m。

　　6)设备选型及主要检测仪表。

　　(1)钻机

　　本设计推荐选用重庆煤科院生产的ZY-1250型液压钻机，最大钻进能力200m，用于施工底板穿层抽放钻孔及顺煤层抽放钻孔。选用重庆煤科院生产的ZYG-650型液压钻机，最大钻进能力150m，用于施工煤层掘进巷道抽放钻孔和排放钻孔。

　　(2)主要检测仪表

　　瓦斯抽放主要检测仪表有孔板流量计，皮托管、四通阀两用压差计，高负压瓦斯采样器，瓦斯检定器等。

　　三)抽放管路系统及抽放设备选型

　　1、抽放管路系统

　　1)抽放管路系统的选择

　　(1)抽放管路系统选择的原则

　　a、抽放管路系统根据井下巷道布置、抽放地点的分布、地面瓦斯泵站的位置、本矿井瓦斯利用情况以及矿井的发展规划等因素统筹考虑，尽量减少或避免主干管路系统进行频繁改动。

　　b、敷设的抽采管路曲线段尽量少、抽采管路距离尽量短。

　　c、瓦斯抽采管路通常敷设在矿车不经常通过的巷道，避免或减少因矿车掉道撞坏管路漏气，保证抽采管路工作正常。本矿井尽量布置在回风斜井中。

　　d、当抽采设备或抽采管路发生故障时，管路内溢出的瓦斯不至于流入采、掘工作面及机电硐室内。

　　e、管路布置应考虑到运输、安装、维修和日常检查的方便。

　　(2)抽放管路系统的选择

　　根据开拓开采布置，由于开采煤层赋存较深，煤层瓦斯涌出量大，采用地面钻孔抽放不经济，采用井下移动式抽放又不能满足抽放要求，而建立地面集中抽放系统，能较好地抽出煤层解吸瓦斯，而且抽放率较高，抽出的瓦斯浓度较大，是国内普遍采用的瓦斯抽放系统。本设计推荐建立地面固定瓦斯抽采系统，地面固定瓦斯抽采系统设在主井工业场地。本矿井达产时瓦斯抽放管路系统详见插图5-3-14及瓦斯抽放系统图。

　　式中：d——瓦斯管内径，m;

　　Q——瓦斯管内流量，m3/min;

　　V——瓦斯管内流速，一般5～15m/s。

　　(1)各种管道内流量计算

　　管道内混合瓦斯流量按下式计算：

　　Q=K´Qi/C

　　式中：Q-管道内混合瓦斯流量，m3/min;

　　K-瓦斯抽放不均衡系数，取1.2;

　　Qi-瓦斯抽放纯量，m3/min;根据前述计算，Q矿井=30.71 m3/min，Q工作面=7.25 m3/min。采区瓦斯抽放纯量按下式计算：

　　Q采区=0.8Q矿井=0.8´30.71=24.57 m3/min

　　C-抽放浓度，取45%;

　　①主管内混合瓦斯流量

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

　　②采区分管内混合瓦斯流量

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

　　③采煤工作面支管内混合瓦斯流量

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

　　④掘进工作面支管内混合瓦斯流量按下式计算：

　　Q= K´q绝´η1/C

　　式中：q绝-掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min

　　η1-掘进工作面瓦斯抽放率，取45%

　　经计算，掘进工作面支管内混合瓦斯流量Q= K´q绝´η1/C=1.2 ´3.40´0.45/0.45=4.08 m3/min

　　(2)各种管道管径计算

　　经济流速取5~15m/s。

　　①主管管径计算

　　d=0.1457´(Q/V)0.5

　　=0.1457´(81.89/10)0.5=0.433m

　　②采区分管管径

　　d=0.1457´(Q/V)0.5

　　=0.1457´(65.52/10)0.5=0.373m

　　③采煤工作面支管管径

　　d=0.1457´(Q/V)0.5

　　=0.1457´(19.33/10)0.5=0.203m

　　④掘进工作面支管管径

　　d=0.1457´(Q/V)0.5

　　=0.1457´(4.08/10)0.5=0.093m

　　根据上述计算结果，矿井抽放主管选择规格为480×14的螺旋焊接钢管，外径为480mm、壁厚为14mm，每米重量为160.82kg/m;采区抽放分管选择规格为377×12的螺旋焊接钢管，外径为377mm、壁厚为12mm，每米重量为107.97kg/m;采煤工作面抽放支管选择规格为273×9的无缝钢管，外径为273mm、壁厚为9mm，每米重量为58.59kg/m;掘进工作面抽放支管选择规格为152×4.5的无缝钢管，外径为152mm、壁厚为4.5mm，每米重量为16.37kg/m;

　　经上述计算，本矿井瓦斯抽放管路系统的各类管道的管径、管材选取见5-3-4。

　　抽放瓦斯管路总阻力按下式计算：

　　H0=∑Hi=H1+H2+H3+H4+H5

　　式中：H1-主管阻力损失，Pa

　　H2-分管阻力损失，Pa

　　H3-支管阻力损失，Pa

　　H4-局部阻力，Pa;H4=0.15(H1+H2+H3)=1051Pa

　　H5-抽放钻孔孔口负压，Pa;取15000Pa

　　经计算，抽采管路总阻力为23060Pa。

　　5)管路敷设及附属装置

　　(1)管路敷设

　　抽放管路系统，应根据井下巷道的布置、抽放地点的分布、瓦斯利用的要求以及矿井的发展规划等因素确定，避免或减少主干管路系统的频繁改动，并应符合下列要求：

　　a、抽放管路通过的巷道曲线段少、距离短。

　　b、抽放管路系统宜沿回风巷道或矿车不经常通过的巷道布置;若设于主要运输巷内，在人行道侧其架设高度不应小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离应满足检修要求;抽放瓦斯管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m。

　　c、当油放设备或管路发生故障时，管路内的瓦斯不得流入采掘工作面及机电硐室内。

　　d、管道运输、安装和维护方便。

　　e、抽放管路应具有良好的气密性、足够的机械强度，并应满足防冻、防腐蚀的要求。

　　f、尽可能避免布置在车辆通行频繁的主干道旁;

　　g、不得将抽放管路和自来水管、暖气管、下水道管动力电缆、照明电缆及通讯电缆等敷设在同一条地沟内。

　　h、抽放管道与地上、下建(构)筑物及设施的间距，应符合《工业企业总平面设计规范》的有关规定。

　　i、瓦斯管道不得从地下穿过房屋或其它建(构)筑物，一般情况下也不得穿过其它管网，当必须穿过其它管网时，应按有关规定采取措施。

　　j、主管、分管、支管及其与钻场连接处应装设瓦斯计量装置。

　　k、抽放钻场、管路拐弯、低洼、温度突变处及沿管路适当距离(间距一般为200m~300m，最大不超过500m)应设置放水器。

　　l、在抽放管路的适当部位应设置除渣装置和测压装置。

　　m、抽放管路分岔处应设置控制阀门，阀门规格应与安装地点的管径相匹配。

　　n、地面主管上的阀门应设置在地表下用不燃性材料砌成不透水的观察井，其间距为500m一1000m。

　　o、抽放管路应保持一定的坡度，一般不小于1%。

　　p、在倾斜巷道中，管路应设防滑卡，其间距可根据巷道坡度确定，对28°以下的斜巷，间距一般取15m一20m。

　　q、抽放管路应采取防腐蚀、防漏气、防砸坏、防带电等措施。

　　r、通往井下的抽放管路应采取防雷措施。

　　s、进、出气侧管路系统必须装设防回火、防回气、防爆炸的安全装置。

　　(2)管路防腐及地面管路防冻措施。

　　由于本矿井水呈酸性，瓦斯抽采管道在接触矿井水的部位必须进行防腐处理。

　　对地面管道采用“三布四油”进行防冻处理，即先对管道刷热沥青1遍，再包石棉3层，每层石棉各刷热沥青1遍。

　　(3)附属装置

　　主管、分管、支管及其与钻场连接处应装设瓦斯计量装置。抽放钻场、管路拐弯、低洼、温度突变处及沿管路适当距离(间距一般为200m~300m，最大不超过500m)应设置放水器。在抽放管路的适当部位应设置除渣装置和测压装置。抽放管路分岔处应设置控制阀门，阀门规格应与安装地点的管径相匹配。

　　2、抽放设备选型

　　(1)瓦斯泵必需的抽放负压计算：

　　Hp=(H0+Hy)×K

　　式中：Hp—瓦斯泵必需的压力， Pa;

　　H0—抽放管路总阻力， Pa;

　　K—备用系数，取1.2

　　Hy-压送瓦斯管路总阻力，Pa;Hy按下式计算：

　　Hy=∑Hi+HG

　　式中，∑Hi-地面压送瓦斯管路各段阻力总和，含局部阻力，Pa;按供气距离不超过5km、供气管路公称内径为DN452、供气量81.89 m3/min计算，取∑Hi=6660 Pa。

　　HG-用户在瓦斯管出口所必须的正压，Pa;按供瓦斯发电厂考虑，取2000 Pa

　　经计算，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计算

　　Q泵= Kq抽 /(Xη)

　　式中：Q泵-瓦斯泵必需的抽放流量，m3/min;

　　K-抽放备用系数，取1.2;

　　q抽 -预计的矿井瓦斯抽放纯量，m3/min;

　　X-瓦斯泵入口处瓦斯浓度，本次设计考虑45%;

　　η-瓦斯泵机械效率，取0.8。

　　经计算，瓦斯泵必需的抽放流量为：

　　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计算

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

　　(4)抽放设备选型

　　根据上述计算结果，选择2台水环式真空泵，1台工作，1台备用，并在抽放泵房预留一台位置。配套循环水泵2台，1台工作、1台备用。考虑到对断层瓦斯抽放的需要，选择大流量瓦斯抽放泵，选型结果见表5-3-5。本次设计选择建立地面高负压瓦斯固定抽放系统，初期暂不考虑瓦斯利用。

　　表5-3-5　　瓦斯抽放泵及配套设备选型表

　　真空泵型号转速r/min流量(m3/h)最低吸入绝压(mbar)配套电机型号及功率配套水泵型号水泵电机型号及功率

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

　　3)抽放泵房主要附属设备电气防爆措施

　　(1)循环水泵及磁力启动器：选用矿用防爆型。

　　(2)通信电话：选用矿用防爆型。

　　(3)进出气侧排空管:安装避雷器，高度超过排空管不少于2米;排空管距主要建筑物不少于50m，20m内不得堆放易燃物和有明火;排空管前后应安装防回火、防爆炸装置。

　　(4)电缆选用矿用阻燃电缆。接线盒选用矿用防爆型。

　　四)抽放瓦斯站

　　(一)抽放瓦斯泵房及附属布置

　　1、抽放瓦斯站的构成

　　

瓦斯抽放站由机械室、配电室、值班室组成，瓦斯抽放站设备主要由瓦斯抽放泵(包括电机、减速机、冷却水泵等)、泵房进出瓦斯管路，阀门，排空及放空管，各种附属装置等组成。见插图5-3-15。

　　插图5-3-15　　　抽放瓦斯泵房及附属设备布置图

　　2、抽放瓦斯泵房的主体设备电气防爆措施

　　⑴瓦斯抽放站内的抽放瓦斯真空泵及冷却水泵设备均配用矿用防爆型。

　　⑵起动控制电气设备选用矿用隔爆真空磁力起动器。

　　⑶泵房内和泵房周围20m范围内地面泵房和泵房周围20m范围内，禁止堆积易燃物和有明火。

　　⑷泵站设避雷装置，避雷装置要高于瓦斯放空管。

　　⑸电缆选用矿用阻燃电缆。

　　⑹照明及检测仪表等均选用防爆型设备。

　　⑺泵房内所有电气设备均为防爆设备。

　　⑻瓦斯抽放站所有带电设备的外壳，进出站房的管路，站房圈梁的钢筋，防直击雷避雷针等，都必须有可靠的接地。

　　⑼选用瓦斯抽放站多参数监测仪一套，能对抽放管道中的瓦斯流量、负压、浓度、温度、抽放站内瓦斯泄漏等参数进行不间断监测记录，并能报警和断电;可打印报表，具有网络通信功能等。

　　3、瓦斯抽放泵房的主要附属设备

　　抽放瓦斯泵房的主要附属装置由气水分离器、进气管道、排气管道、阀门、防爆防回火装置、放空管、水泵、水池、进水管道、出水管道等组成。

　　⑴瓦斯泵出入口阀门选用闸板式阀门，每台瓦斯泵的入口和出口各一个，闸盖式阀门全开时运行阻力小。

　　⑵入口放空管，设置在泵房入口一侧。要求管子直径要大于或等于矿井抽放总管路的直径，阀门阻力小，为满足防火、防空气污染及自然排放能力的要求，其高度应超过泵房屋脊3m以上。

　　⑶出口放空管，设置在瓦斯泵房出口一侧。管子直径可小于瓦斯泵出入口管径，其阻力须小于出口总管路系统阻力，高度应超过泵房屋脊3m以上。

　　⑷静压管，出入口正负压测量装置。

　　⑸测量测定装置—流量、压力、浓度测量计等。

　　⑹泵房附近管道应设置放水器及防爆、防回火装置，并设置采样孔等附属设备。其中负压侧采用干式防回火装置，正压侧采用水封式防回火防爆装置。

　　⑺冷却水系统采用循环水冷却系统。

　　⑻瓦斯抽放站设置避雷针，对瓦斯抽放站进行防雷。

　　(二)抽放瓦斯站场地平面布置

　　1.场地选择及地质地形

　　抽放瓦斯站场地选在回风斜井井口外工业场地，地势平坦，无滑坡等地质灾害。

　　2.抽放瓦斯站场地平面布置

　　抽放瓦斯站布置在回风斜井上风侧，泵站后外设低位水池和水泵房。在场地外地势较高的地点设高位水池。

　　3.场地填方与挖方量、用地面积

　　场地为利用现有场地，占地面积200平方米，有少量的场地平整工程，无需挖填。

　　抽放瓦斯站平面布置图见工业场地布置图。

　　(三)供电与通讯

　　1.供电电源

　　抽放瓦斯站电源来自紧邻的风井地面变电所，双回路供电。变电所电源电压等级为10kv，出线为660V、127V。

　　2.电力负荷

　　泵站负荷功率448KW。

　　3.防止雷击

　　泵站安装两趟避雷器。

　　4.通讯

　　安装两部电话机，一部直通矿调度室，一部接矿程控交换机。

　　(四)抽放瓦斯站场地建筑及环境保护

　　1.场地基础资料

　　利用现有工业场地。

　　2.场地建筑物及构筑物

　　新建泵站，建筑面积250平方米，建50立方米低位水池一座。高位水池与矿井消防水池共用。

　　3.环境保护

　　1)废水、噪声治理措施

　　冷却水循环利用;采用吸声治理噪声。

　　2)对空排放瓦斯措施

　　前期瓦斯量少，对空排放高度不低于6米，后期考虑利用。

　　(五)给排水、采暖及供热

　　1.给排水

　　1)给水

　　由矿用消防水池通过内径100mm管道给水。

　　2)排水

　　冷却水循环利用。

　　2.采暖及供热

　　1)采暖

　　根据气象资料，无需采暖。

　　2)供热

　　根据气象资料，无需供热。

　　五)安全

　　(一)抽放系统及抽放泵站安全措施。

　　1.抽放系统安全措施。

　　1)抽放钻场、钻孔施工防治瓦斯措施

　　(1)抽放钻场应设点挂牌检查瓦斯;抽放钻孔施工过程中，就安装局部通风机压入式通风;抽放钻场应挂牌检查抽放系统积水、堵塞。

　　(2)、防止瓦斯大量涌出事故

　　在各施钻地点配备瓦斯检定器及警报器，定期检查瓦斯浓度，一旦瓦斯超限，必须立即停钻处理。

　　钻机配备的电动机及附属电气设备必须是隔爆型的。

　　有喷孔现象的钻孔采用边钻进边抽放瓦斯，为达此目的要使用一种特制的套管，套管的一端为密封套，钻杆穿过密封套打钻，套管的中部通过一个T型管与瓦斯、水、钻屑分离器相连，根据瓦斯压力及瓦斯涌出强度的不同要采用不同的分离器。

　　在有突出危险的煤层中打钻时，钻探工人必须经过专门培训，掌握煤与瓦斯突出征兆，熟悉井下避灾线路和待避地点，并随身携带自救器。

　　(3)防止机械伤人事故

　　钻工必须衣着整齐利索，以免被机械绞伤。

　　钻机转动部件的防护装置及保护外罩必须完整无缺。

　　钻工身体与钻机、钻孔不能成一直线，应错开一定距离，以免孔内发生故障，发生伤人事故。

　　开动钻机前应做好准备工作，分工要明确，操纵钻机应动作协调，达到准确无误，以防止误损伤被绞伤。

　　(4)、防止产生摩擦火花

　　钻场内严禁使用的敲击工具时防止产生冲击火花。采用水排钻屑，防止产生摩擦火花。

　　2)管路防腐蚀、防漏气、防砸坏、电气防爆、防静电、防带电、防底鼓措施

　　(1)管路应刷防腐漆三遍。

　　(2)管道应经常检查，发现漏气及时处理。

　　(3)敷设管道的井巷应加强敲帮问顶，斜巷应有防跑车装置，防止砸坏管道。

　　(4)抽放管道不与电缆同侧敷设。

　　(5)抽放系统用管材应使用防静电管材。

　　(6)管道安装离地高度不小于0.3米。

　　(7)抽放管道入井处应可靠接地，井下每隔500米安装一处接地。接地电阻不得超过规定。

　　3)立井(立眼)、斜井(斜巷)管路防滑措施

　　本矿井无立井，立眼内不安装抽放管道。斜巷中管道安装在管桩中，加抱箍螺栓连接，防止下滑。

　　4)地面管路防冻措施

　　地面管道采用“三布四油”保暖防冻。

　　2.抽放瓦斯站安全措施。

　　1)抽放瓦斯泵前后防回火、爆炸、电气防爆、防静电措施

　　抽放瓦斯泵进气侧安装干式防回火、防爆炸装置，出气侧安装水封防回火、防爆炸装置。

　　泵房内电缆敷设距管道不得小于0.5m。

　　电气设备、照明和其他电气仪表，选型应为矿用矿防爆型，使用过程中应加强防爆性能检查，杜绝失爆。

　　泵房内配有检测泄漏的瓦斯浓度的监测仪器。

　　地面管路不在地下通过建筑物，与其他地表建筑、设施按规程规定留设安全距离。

　　2)抽放瓦斯站防雷电、防火灾、防洪涝、防冻措施

　　瓦斯抽放站按照《建筑物防雷设计规范》的要求，考虑防雷设施，分别安装避雷带或避雷针装置。

　　变电所10kV高压母线装设有避雷器保护。

　　建筑应符合《建筑防火设计规范》的要求。

　　场地位于高处，泵站外设截洪沟。

　　3)抽放瓦斯浓度规定及在规定浓度下的防爆措施。

　　抽放瓦斯不利用时，浓度不得低于25%，利用时浓度不得低于30%。

　　4)安全管理措施

　　(1)、通风部门配备专业技术人员，负责瓦斯抽采日常管理，总结分析抽采瓦斯效果，研究和改进抽采技术方案，组织新技术推广等。

　　(2)、矿井建立或聘请专门的瓦斯抽采队伍，负责打钻、管路安装等工程的施工和瓦斯参数测定等。

　　(3)、矿井必须建立健全有关抽采管理制度，如岗位责任制、钻孔钻场检查管理制度、抽采工程质量验收制度。

　　(4)、严格按瓦斯抽放规范加强瓦斯抽采参数(抽采量、瓦斯浓度、负压、正压、大气压、温度)测定。

　　(二)监测监控系统

　　1.监测监控参数的确定及设置地点

　　抽放系统主要监测监控以下参数：管内瓦斯浓度、压力、温度、流量，传感器布置在抽放泵进、出气侧;抽放泵运行状态，泵站内瓦斯浓度。

　　2.监测监控系统的自动化程度及设备选型

　　选用KJ90NB煤矿安全监测监控系统，抽放瓦斯泵站内设一个抽放分站。

　　六)抽放瓦斯的综合利用及评价

　　煤矿瓦斯是极其宝贵的资源，可以作为民用和工业燃料，也可以作为工业原料生产炭黑、甲醛等多种产品。瓦斯(CH4)作为一种“温室气体”，其温室效应是CO2的21倍。抽放瓦斯的综合利用，一方面减少了矿井向大气排放的“温室气体”数量，有利于环境保护;另一方面，可为煤矿企业带来一定的经济效益。根据《煤矿瓦斯抽放规范》，“年瓦斯抽放量在100万m3及以上的矿井，必须开展瓦斯利用工作”。根据安监总煤装[2007]188号文件精神，瓦斯利用率到2010年要达到60%以上。

　　1、瓦斯利用方向

　　根据邻近矿区瓦斯利用情况及经验，本次设计的瓦斯利用方向为利用瓦斯发电。

　　2、瓦斯利用率

　　根据安监总煤装[2007]188号文件精神，本次设计瓦斯利用率取65%。

　　3、年瓦斯利用量

　　矿井年瓦斯利用量按下式计算：

　　Q利用=Q抽×η利用

　　式中：Q利用-矿井年瓦斯利用量，´104m3

　　Q抽-矿井年瓦斯抽放纯量，根据前述计算结果取Q抽=1459´104m3

　　η利用-矿井瓦斯利用率，如前所述取η利用=65%

　　经计算，矿井年瓦斯利用量为Q利用=949´104m3

　　4、瓦斯发电机组选型计算

　　根据邻近的松藻矿区瓦斯发电经验，一台500KW低浓度瓦斯发电机组耗气量为2.5m3/min(折合纯瓦斯)，机组数按下式计算：

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

　　因此，本设计推荐选择8台500GF13RW型低浓度瓦斯发电机组。

　　5、投资估算

　　建厂投资=N×(机组投资+配套投资)=8×(125+25)=1200(万元)

　　6、年发电量及收益估算

　　年发电量=N×P330×24=8×500×330×24×0.65=20.59×106(kwh)

　　年发电销售收入=年发电量×0.45=20.59×106×0.45=926.9(万元)

　　余热利用收入=8×15=120(万元)

　　机组运行费用=8×36=288(万元)

　　年收益=年发电销售收入+余热利用收入-运行费用=758.9(万元)

　　四、预防井下火灾的措施

　　A、煤层自燃预测及防治措施：

　　(一)煤的自燃因素分析

　　1、煤层变质程度、硫份

　　根据勘探报告，17、19煤层均具有自燃发火倾向，其中17煤层属Ⅰ类自燃发火煤层。煤的自燃倾向性通常与煤的变质程度、挥发分、硫份有关，煤的变质程度愈高自燃倾向性愈低;硫份愈高，吸氧能力愈大，越易自燃。本井田各煤层变质程度较高，煤类为无烟煤。煤质特征见表5-3-4

　　表5-3-4 煤质特征表

　　煤层

　　名称煤

　　种水份

　　Mad， (%)灰份

　　Ad

　　(%)挥发份

　　Vdaf

　　(%)固定碳FCd

　　(%)硫

　　St，d

　　(%)发热量

　　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、煤层含水率

　　水分能加速煤的氧化过程，同时使煤体疏松、造成细微裂隙，加大吸氧能力，并降低着火温度，但过多水分则可抑制煤的氧化。

　　3、地质构造

　　地质构造复杂，围岩及煤层破碎带易引起煤层自燃。本矿井总体构造形态为一单斜构造，井田构造复杂程度属第二类～中等构造类型。

　　4、开拓条件及通风方式

　　矿井开拓方式和开采方法与通风方式选择不合理，往往造成丢煤多，煤柱破碎，漏风严重，给煤层自燃造成良好条件，增加自燃的可能性。本矿井采用斜井开拓，工作面后退式回采，煤层开采顺序由上到下。

　　5、煤的破碎程度

　　煤的破碎程度大，增加了煤的氧化表面积，使煤的氧化速度加快，容易自燃。脆性与风化率大的煤易自燃。

　　(二)煤的自燃预测

　　通过以上各种因素的分析，结合地质报告提供的资料，本矿井煤层自燃发火倾向较重。

　　(三)开拓开采方面的措施

　　1、矿井主要运输大巷、轨道设施、采区上下山等开拓巷道均布置在煤层底板岩层，避免了煤层自燃对主要井巷的影响。

　　2、本井田主要可采煤层为缓倾斜煤层，煤层间开采顺序先采上层、后采下层;在倾斜方向上的开采顺序为下行式开采，先采上区段，后采下区段，避免了先采下层煤或下阶段破坏上层煤或上阶段，空气进入煤层逐渐氧化自燃。

　　3、本矿井设计采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板，一次性采全高，采区浮煤尽量回收干净。采煤机械化程度高，便于加快回采速度，缩短采空区暴露时间，减少煤炭的氧化作用，采完后按有关规定加强对采空区的管理。

　　(四)通风方面的措施

　　1、每一生产水平、每一采区都必须布置有单独的回风巷道，实行分区通风。这样降低了矿井总阻力，增大了矿井通风能力，减少漏风，易于调节风量;且在发生火灾时，便于控制风流，隔绝火区。

　　2、工作面采用“U”型通风方式，一进一回。新风和乏风均不通过采空区，漏风少。

　　3、设置双向风门，矿井可实现反风，以防火灾事故扩大。实现风门闭锁，使一组风门不能同时敞开，确保风流稳定。

　　4、正确选择通风构筑物的设置地点。辅助通风机、调节风门、风门、风墙和风桥等通风设施，设置在围岩坚固、地压稳定的地点，还应避免引起采空区或附近煤柱裂隙漏风量的增大。

　　4、监测方面的措施

　　本矿井按易自燃煤层设计，配备了安全监控系统，矿井设置有风速、烟雾、一氧化碳和温度等传感器。

　　(五)防灭火方法

　　该矿为0.45Mt/a的中型煤矿，系统简单，结合矿井安全生产条件，拟采用移动灌浆结合喷洒阻化剂、砌筑防火墙方式防灭火。这几种方法系统简单，操作简便，造价低，尤其适合中小型煤矿。从其它采用这些方法防灭火的煤矿使用情况总结，几种方法结合使用，其防灭火效果较好。

　　设计采用移动灌浆进行采空区防火，工作面喷洒阻化剂，对工作面浮煤进行防火处理结合砌筑防火墙隔绝采空区的综合防灭火方法。

　　1、移动灌浆

　　采空区防灭火采用移动循环灌浆，工作面推进5～6排为一个灌浆循环。泥浆由井下制浆硐室制好后用1吨矿车运至工作面进、回风巷喷灌。选用IPNG泥浆泵(流量7.2～16m3/h，扬程12～14m，电机功率3KW)。

　　(1)灌浆参数

　　采区每推进5～6排(间距5～7m)后，在工作面出山侧向采空区喷灌一次，每次灌浆量按下式计算。

　　Q=Ldm/1000

　　式中：Q——循环灌浆量， m3

　　L——采面斜长， m

　　d——每灌浆循环工作面走向推进长度， m

　　m——采空区泥浆灌喷厚度， mm

　　采空区每次灌浆量经计算为10.8 m3。

　　(2)灌浆材料及制备

　　灌浆材料用页岩粉配20%消石灰[Ca(OH)2]溶液搅拌而成，泥水配合比为1：3，容重1.38～1.43t/m3泥浆过滤粒度不大于2mm，在井下制浆硐室配制，即配即运，到井下灌浆点灌注前，需用手持式搅拌器搅拌一次，搅匀后才能启动灌浆泵，实行采空区喷灌。

　　2、阻化剂防火

　　工作面浮煤采用喷洒阻化剂进行防火处理。重点对工作面上下口、浮煤较多区域、煤层巷道冒落孔洞、开采线、停采线、上下煤柱等位置喷洒注阻化剂，覆盖或包裹碎煤，封堵煤体裂隙，阻止煤的氧化或降低煤的氧化能力，起到防火作用。

　　(1)阻化剂选择

　　选用的阻化剂为消石灰[Ca(OH)2]溶液,浓度20%。材料易取易制。

　　(2)防火方法和一次用量

　　根据工作面推进的实际情况，一天喷洒一次。底板浮煤一次喷洒量按下式计算

　　G1=C8×C12×C5×L×B×h1×A1

　　式中：G1—按重量计算浮煤一次喷洒量，Kg;

　　C8、C12—一次喷洒加量系数，取1.2;

　　C5—松散煤(浮煤)的密度，取t/m3;

　　L—工作面长度， m;

　　B—一次喷洒宽度，4m;

　　h1—底板浮煤厚度，0.2m;

　　A1—浮煤的吸药量， Kg /t;

　　G1=1.2×1.2×170×4×0.2×2=395 Kg

　　护顶煤一次喷洒量为：

　　G2=C8×C12×C5×L×B×h1×A1

　　式中：G2—按重量计算护顶煤一次喷洒量，Kg;

　　C8、C12—一次喷洒加量系数，取1.2;

　　C5—松散煤(浮煤)的密度，取t/m3;

　　L—工作面长度，m;

　　B—一次喷洒宽度， 1m;

　　h1—护顶煤厚度，m;

　　A1—护顶煤的吸药量，Kg /t。

　　G2=1.2×1.2×170×1×0.2×2=98 Kg

　　G1+ G2=395+98=493 Kg

　　

经计算，工作面一次喷洒量为493kg，设计选用WJ—24阻化剂喷射泵2台，一用一备。阻化剂喷洒压注工艺见插图5-3-16，设备配备见表5-3-5。

 

　　插图5-3-16 防灭火喷灌工艺系统示意图

　　(3)工作面日喷洒次数

　　采煤工作面四六工作制，采煤班与准备班交替进行，喷洒工作安排在回柱放顶前进行。

　　(4)系统特点

　　机动灵活，防灭火范围大等特点。与其它防灭火方法相比，阻化剂防灭火具有防灭火效果好，工人劳动强度小等特点。

　　(5)阻化剂灭火的防腐措施

　　1)选用的阻化剂材料不得污染井下空气和危害人体健康。

　　2)对机械设备涂上防腐漆，防止阻化剂对设备的侵蚀，并定期运出地面检修。

　　3)喷出的阻化剂不得遗留到机械设备上，喷洒时远离金属支架(柱)。

　　3、砌筑防火墙

　　(1)井下发生煤层自燃发火时，构筑临时防火墙，绘制火区位置关系图。

　　(2)防火墙用料石或砖砌筑，并且嵌入巷道顶底和两帮不小于500mm。

　　(3)定期测定结合日常监测和分析防火墙内的气体成分、空气温度，检查防火墙处的瓦斯、一氧化碳浓度、空气温度及防火墙内外的压力差。

　　(4)防火墙附近设置栅栏、警标、禁止人员入内，并悬挂说明牌。

　　(5)启封火区，拆除防火墙必须按《煤矿安全规程》、《煤矿救护规程》的有关条款执行。

　　(六)火灾监测监控

　　本设计推荐采用束管监测系统对内因火灾预兆进行监测监控，见第十章第六节。

　　B、井下外因火灾的预防及装备:

　　为了预防井下火灾事故，矿井必须采取以下措施：

　　1、建立防火制度。根据《煤矿安全规程》规定，生产和在建的矿井必须制定地面和井下的防火措施，所有地面建筑物、煤堆、矸石山，木料库等处防火措施制度必须遵守国家有关防火规定。

　　2、防止火、烟入井。

　　3、设置防火门。设计在进风口装设防火铁门。并采取防止烟火入井的措施。

　　4、设置消防材料库。设计分别在地面和井下车场设置消防材料库。

　　5、矿井消防用水。设计在地面风井设置容积200m3的消防水池供井下消防用水。

　　6、煤层自燃的防治措施

　　设计中煤层自燃防治措施主要包括灌浆防灭火、喷洒阻化剂和砌筑防火墙等综合防灭火技术。

　　7、井下外因火灾的防治

　　(1)电气事故引发的火灾防治

　　井下配电室在设计中布置在通风良好的硐室中，并实行独立通风。混凝土砌碹，该硐室内配备矿用防爆开关，并设立栅栏门，配备灭火器材作为消防备用。

　　在供电设计中，井下所有用电设备全部选用符合《煤矿安全规程》矿用隔爆型。矿井采用农电网供电，同时设计考虑采用备用电源，确保通风设备的供电可靠性。对井下供电变压器选用矿用变压器。对防治地面雷击波及井下设立专门的接地装置。

　　本设计中选用的井下电缆为阻燃型电缆，隔爆型接线盒，按《煤矿安全规程》规定敷设。

　　井下电气设备设立保护接地过流短路，过负荷，断相漏电等保护装置。

　　巷道照明设备采用矿用隔爆型照明的综合信号装置，矿用防爆日光灯，矿用橡套电缆等符合《煤矿安全规程》规定的设备。

　　(2)其它火灾的防治措施

　　地面距井口20m内，设立护栏，严禁明火进入该区域，矸石山，炉灰场，坑木场远离井口，进入井下的地面钢轨在入进处装设接地避雷装置。

　　(3)井下消防系统

　　设计在井下设置有消防系统。

　　(4)井下防火构筑物

　　井下配电硐室两侧设立栅栏门、配备干粉灭火器、灭火沙箱等器材。

　　C、预防火灾的管理措施

　　本矿井设立了集中监测系统，对井下火灾的管理与控制起到了积极作用。本系统对于井下的回采工作面、采空区设置了CO传感器，在主要机电硐室以及运输顺槽的胶带运输机均设置了烟雾传感器，使火灾隐情在萌芽状态就能够被感知，使矿井管理人员能够及时掌握情况并加以解决。并且对胶带运输机配备了DMH型自动灭火系统，以防止在煤炭运输中出现火灾。

　　五、粉尘的综合防治

　　设计采取的防尘措施有：

　　1、在井下设有消防洒水系统，对各采掘工作面、装煤点等可能产生粉尘的地方进行喷雾洒水。

　　2、各掘进工作面采用湿式凿岩、水炮泥和装岩洒水等降尘措施，炮采炮掘工作面采用高压喷雾泵喷雾，以降低掘进面的粉尘;机采、机掘工作面采用采掘设备内外喷雾装置进行喷雾降尘。

　　3、加强通风管理，严格控制风速，防止煤尘飞扬。井下所有溜煤眼及煤仓必须保持一定存煤，不得放空。

　　4、定期清扫浮煤、冲洗巷道，防止粉尘积聚。

　　5、所有接触粉尘作业人员均配备防尘口罩及防尘安全帽。

　　6、井下电气设备选用防爆型，入井前必须检查设备的安全性能。井下电气设备在正常情况下，都应在停电状态下进行检修和搬迁，经过停电、验电、闭锁和持牌等必经工序。

　　7、对接触粉尘多的工种，如锚喷、采掘工人等，配备个体防护用具，减少粉尘危害。

　　此外，在运输顺槽和回风顺槽等主要产尘巷道设置隔爆水槽棚。

　　六、预防井下水灾的措施

　　1、在矿井建设和生产期间要严格执行《煤矿安全规程》中关于井下防治水的规定及要求。

　　2、加强对井田周围浅部小煤矿调查，在掘进和开采中应引起足够重视，要制定相应的防水措施，注意探放水，留设足够的防水或防砂煤柱，同时，避免因局部地质变化引起的突水事故。

　　3、在断层两侧，必须按规定留设足够的断层煤柱，在条件不具备时，不得进入防水煤柱采煤。

　　4、检查地质钻孔的封孔状况，对安全生产有威胁的钻孔应及时启封，重新封闭。

　　5、对井下有突水危险的地区，必须在附近设置水闸门或闸墙。

　　6、完善矿井排水系统，确保排水机电设备的完好，定期清理水沟和水仓，保持流水畅通。

　　7、在掘进工作面或其它地点发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异常现象时，必须立即停止掘进，并将人员撤至上一水平或地面，并立即关闭水闸门等。

　　8、在以下情况，必须先探后掘，制定必要的安全措施。

　　(1)接近水淹或可能积水的井巷、采空区或相邻煤矿时。

　　(2)接近含水层、导水断层、溶洞和导水陷落柱时。

　　(3)打开隔离煤柱放水时。

　　(4)接近可能与河流、水库、蓄水池、水井等相通的断层破碎带时。

　　(5)接近水文地质复杂区域，并有出水征兆时。

　　(6)接近有出水可能的钻孔时。

　　(7)接近有水或稀泥的区域时。

　　(8)底板原始导水裂隙有透水危险时。

　　(9)接近其他可能出水地区时。

　　七、井下安全监控及自救器配备

　　(一)井下安全监控

　　本矿井属高瓦斯矿井，有煤与瓦斯突出可能。为及时了解井下瓦斯及通风状况，以便迅速、准确采取有效防治措施，本设计选择重庆煤科分院开发研制的KJ90NB集中安全监控系统，对井下采掘工作面和总回风巷等处设有各种自动监测探头，矿共设有瓦斯传感器、风速传感器、负压传感器、风门开关传感器、主扇开停传感器、局扇开停传感器、温度传感器，烟雾传感器，一氧化碳传感器等，并按规定备用各类传感器。同时，矿井建立集中安全监测系统，除对井下各地点的瓦斯、风速、风门开关、风压、温度等参数(状态)进行集中监测外，还监测瓦斯抽采管路中的浓度，流量，温度和抽采负压等，并配备各种巡回检测和矿井集中监测系统相结合的双重监测体系，保证矿井安全生产。

　　(二)自救器配备

　　为矿工自救及等待救援，设计按井下工作和管理人员出勤总人数，并考虑10%的备用量，井下生产共计配备压缩氧自救器491台，并配备4台自救器气密检查仪。

　　为做到发生灾害时矿工能自救，每个下井人员必须配备自救器并随身携带。

　　八、矿山救护

　　为矿工自救及等待救援，设计按井下工人和管理人员出勤总人数，并考虑10%备用量，配备压缩氧自救器，每个下井人员必须随身携带。根据灾情，另配备有氧气呼吸器、氧气充填泵等救护设备。

　　由于郭家地矿井距普安县城较远，虽然现有公路交通方便，但不能保证救护人员30分钟内到达该矿。因此本矿井设置专职矿山救护中队一个。该中队由三个救护小队组成，每个小队为9人，主要装备有矿山救护车2辆、指挥车1辆、装备车1辆，以及同救护中队相匹配的全套仪器、设备。

　　九、其它

　　矿井除积极地采取普遍性预防措施外，还应事先编制周密的“灾害预防计划”。定期进行安全检查，发现灾害苗头及时处理。并且应经常对井下人员进行安全教育和矿山自救训练。

　　第六章　提升、通风、排水和压缩空气设备

　　第一节　提升设备

　　一、提升系统选择：

　　(一)、提升方式选择：

　　根据矿井开拓方式，主提升方式有斜井串车提升和皮带运输两种可选方案，由于皮带运输具有运营成本低，运输量大，运输连续，便于实现自动化管理等优势，加上本矿井煤层倾角小，主运输斜长相对较长，采用绞车提升为满足缠绳要求所用绞车大，需用多级矿车转运，占用人员多。矿井煤层倾角恰好非常适宜用皮带运输。设计经全方位经济技术比较后，决定矿井煤炭运输在各采区顺槽以及主提升上下山、运输石门大巷内均采用皮带运输，主提升斜井由于倾角22°，采用大倾角强力皮带机运输，这样，煤炭可直接从工作面经各皮带转运直达井口地面，便于矿井建成为高产高效矿井。

　　根据矿井开拓方式，矿井材料、矸石及人员经副井进出，副井为方便大型设备入井，采用绞车串车提升，主运输石门部分为机轨合一布置，采区轨道上山采用绞车串车提升，便于设备、材料运送。

　　(二)、主要提升系统井筒装备

　　根据设计选型，主提升井筒为三心拱，L净=4.1m，H净=2.87m(详见开拓章节)，井筒内除安装皮带外在旁边设置22kg/m单轨，安装临时小绞车，以便于皮带机检修及抢险时使用。副井井筒为半园拱，L净=3.8m，H净=3.4m(详见开拓章节)，井筒内设置30kg/m双轨，地面安装双滚筒提升机，作为矿井主要水泵、材料、矸石及人员的主要运输路线。

　　二、主井提升设备选型

　　(一)主斜井提升皮带运输机选型计算(1#皮带机)

　　1、已知条件：

　　Q=350t/h，提升标高+1664.9～+1460m，h=204.9m，斜长约547m，皮带机长574m，L水平=507m，倾角22°，γ=1t/m3 V=2.0m/s，

　　2、选型计算：

　　(1)输送带宽度计算：

、

　　Smin=15451+82362=97813N

　　比较上述计算结果，最小张力取97813N

　　(5)最大张力确定

　　Smax=97813+131902=229715 N

　　(6)输送带强度校核：

　　3150型皮带纵向拉伸强度为3.15×106

　　安全系数m=3.15×106÷229715=13.7

　　满足《安全规程》要求。

　　(6)拉紧行程

　　l=0.0035L+2=0.0035×574+2=4.009m取5m

　　3、选型计算结果：

　　选配DTC-10080/160×2型钢绳芯输送机，带强ST3150N/mm，B=1000mm，Q=350t/h，α=22°，L=574m N=2×160KW，采用变频驱动控制技术，配备变频驱动起动设备1套，皮带机监控保护装置1套，计算选配BYWZ5-500/201制动器1套，选配 DSN130逆止器2套，机尾采用车式拉紧装置。

　　(二)、一采区皮带上山皮带机

　　该皮带机负责一采区煤炭向下运输任务，Q=200t/h，皮带上山倾角8°， 皮带机斜长约L=500m， V=2.0m/s。

　　根据计算：选配DTⅡ(A)-8063.2型钢绳芯输送机，ST2500 N/mm，采用变频驱动控制技术，配备变频驱动起动设备1套，皮带机监控保护装置1套，B=800mm，输送长度500m，采用单滚筒单驱动装置传动，电动机装机功率为75kw。

　　采区内采用可伸缩皮带机及刮板运输机运输(见采区设备部分)。

　　三、副井提升设备选型

　　(一)、设计依据：

　　根据矿井开拓设计，该井筒负责全矿井所有矸石、材料、设备及人员的运送任务。

　　①、矿井年提运能力：矸石按生产能力的15%估算，即450000t/a×15%=67500t/a，根据矸石容重折合38572m3/a，按照40000 m3/a计算;最大件重量7t;最大班下井人员216人;下放材料按照60车/班。

　　②、矿井提升方式：1t固定式矿车，型号为MG1.1-6A串车提升，矿车自重600kg，上下均为平车场。采用XRB15-6/6型人车运送人员，人车自重头车2200kg，尾车自重1000kg，每节载人15人，每人按照70kg计算。

　　③、井筒倾角为22°

　　④、提升水平：+1663.5m~+1490m，提升垂高173.5m

　　⑤、工作制度：两班生产，一班准备，年工作日330d/a，每天16h。

　　⑥、煤γ=1000kg/m3，矸石γ=1750kg/m3

　　(二)、绞车选型计算：

　　根据设计能力及井筒条件，取每次提矸3车，或提材料4车。

　　井筒斜长：213.5/sin22。=463.15m 取464m。车场长度取36m

　　Lt=464+36=500m

　　Lc=500+30=530m

　　1、初定提升速度与加、减速度

　　根据《煤矿安全规程》(2006年版)第四百二十六条规定：“斜井提升容器的最大速度和最大加、减速度应符合下列要求：(一)升降人员时的速度，不得超过5m/s，并不得超过人车设计的最大允许速度。升降人员时的加速度和减速度，不得超过0.5m/s2。……”

　　设计中根据提升机产品样本初步确定提升速度为4.0m/s以内，最大加、减速度为0.5m/s2。

　　2、初步估算一次提升循环时间：

　　

　　※ 设备运输速度按1m/s ，辅助工作时间按30 min计，则一次提升时间为：

　　Tx=215+30+600=845s

　　四、采区提升上山设备选型

　　上山倾角8°，斜长1150m。

　　提升容器：1t固定式矿车。

　　提升方式：串车提升。

　　提升最大件质量：7t。

　　钢丝绳：6V×19-φ20-1570型，直径20mm，破断力总和236KN。

　　提矸安全系数m=8.68>6.5。

　　提升机：由于采区距离长，采用斜井人车运输人员，根据规范钢丝绳最大容许缠绕2层，计算选配防爆全液压JKYB-2.5×2.0XP型单筒绞车，滚筒直径2500mm，滚筒宽度2000mm，最大静张力90kN，速度0～4m/s，配套液压马达4个。液压系统功率200～400kW。

　，直径1400mm。钢丝绳：24-NAT-6×19WS+NF-1670-ZS-394-GB8918-2006作为提升钢丝绳。由于绞车为全液压控制，速度在0～4.0m/s之间无级调速，传统的速度图和力图计算没有意义，故未计算。按照最大速度控制在3.8m/s左右估算提升1次循环时间约为350s，其最大班作业时间分配如下：

　　※ 设备运输速度按1m/s ，辅助工作时间按30 min计，则一次提升时间为：

　　Tx=175+30+1150=1355s

　　最大班作业时间：4.47h<7h。

　　一采区运输斜石门：该石门倾角18°，斜长最大约100m，采区设备材料将由此转运，根据计算选配JD-40，40kw内齿轮满足要求。

　　五、主斜井检修抢险绞车选配

　　主斜井提升标高为+164.9m～+1460m，倾角22°，斜长547m。由于该绞车仅仅作为更换皮带机托辊等以及其它检修施工使用，事故抢险时可运送小件物料，根据计算选配JD-55型55kw内齿轮1台，满足缠绳要求以及提升需要。

　　六、电控系统及信号

　　主斜井皮带机采用变频控制系统，副井绞车电控系统选用PLC电控系统;上部车场、中部甩车场、下部车场、每个躲身硐口均必须安设声光信号装置，确保行人不行车，行车不行人。信号采用127V(具有声光信号)，选用MY3×95+1×35的电缆作为负荷线。主斜井必须具有信号闭锁装置，井底车场的信号必须经井口信号工转发之后方能启动绞车运行。

　　七、其他各种保护系统

　　(1)自动推车系统：在主斜井上部车场装备自动推车系统，以减轻工人劳动强度。

　　(2)跑车防护装置：在主斜井的井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的跑车防护装置。

　　(3)在各车场安设能够防止带绳车辆误入非动行车场或区段的阻车器。

　　(4)在上部车场入口安设能够控制车辆进入摘挂钩点的阻车器。

　　(5)在上部平车场接近变坡点处安设能够阻止未连挂的车辆滑入井筒的阻车器。

　　(6)在变坡点下方略大于1列车长度的地点，设置能够防止未连挂的车辆继续往下跑车的挡车栏。

　　第二节　通风设备

　　一、设计依据

　　本矿井按煤与瓦斯突出矿井进行设计，煤层有自燃发火倾向，煤尘无爆炸危险性。本设计中，矿井投产初期为中央并列式通风，后期为中央分列式通风。主要通风机工作方法为抽出式。不同时期所需风量和通风阻力见表6-2-1。

　　表6-2-1 各风井所需风量及通风阻力表

　　通风时期风量(m3/s)阻力(Pa)

　　容易时期80.51798.26

　　困难时期80.51862.77

　　二、通风设备选型

　　1、矿井主要通风机所需风量按下式计算

　　Q通=KQ矿

　　式中：Q通—矿井主要通风机所需风量，m3/s;

　　Q矿—矿井总需风量，m3/s;

　　K—矿井外部漏风系数，取1.05

　　主要通风机容易时期：Q易=1.05×80.5=84.5m3/s;

　　主要通风机困难时期：Q难=1.05×80.5=84.5m3/s;

　　2、自然风压计算

　　井深小于100m时，按下式计算：Hn=P0H/R (1/T1-1/T2)g

　　井深大于100m时，按下式计算：Hn=P0H/R (1/T1-1/T2)g (1+H/10000)

　　式中：P0—地面大气压，Pa，取84000 Pa;

　　H—主要进风井与出风井高差，m;回风斜井为11m。

　　T1—进风温度，K;286.6K;

　　T2—出风温度，K;295K;

　　R—矿井空气常数，干空气气体常数取287。

　　经计算，各风井的自然风压分别为：

　　回风斜井：Hn=3.14Pa;

　　3、矿井主要通风机所需静压按下式计算

　　Hf= H阻 +Hn+hf

　　式中：Hf—矿井主要通风机所需静压，Pa;

　　H阻—矿井通风阻力，Pa;

　　Hn—自然风压，Pa，容易时期取正，困难时期取负;

　　hf—主要通风机设备阻力，Pa;取150 Pa。

　　计算结果见表6-2-2。

　　表6-2-2 矿井通风静压计算表 　　 单位Pa

　　通风时期H阻Hn Hf

　　容易时期1798.26-3.141945.12

　　困难时期1862.773.142015.91

　　4、矿井主要通风机选型

　　1)风量、风压

　　根据以上计算，主要通风机理论工况点时的风量和风压为：

　　通风容易时期：Q易=84.5m3/s，Hf=1945.12Pa;

　　通风困难时期：Q难=84.5m3/s，Hf=2015.91Pa。

　　2)通风网路特性曲线

　　根据上述计算，各时期的通风网路特性曲线方程如下：

　　容易时期：H=RQ2=0.2810Q2，

　　困难时期：H=RQ2=0.2875 Q2;

　　将通风网络特性曲线与预选的风机性能曲线绘制在同一坐标系中，两曲线交点即为矿井主要通风机实际工况点，

　　3)电机功率计算

　　根据各风机各通风时期工况点的风量、风压和效率，按下式计算其相应的电机功率：

　　N= KQH/(1000η)

　　式中：Q—风量，m3/s;

　　H—风压，Pa;

　　η—效率;取84%

　　K—通风系数，取1.15。

　　容易时期：N= 1.15´Q´H/(1000η)

　　=1.15´87.2´2170/(1000´84%)=259(KW)

　　困难时期：N= 1.15´Q´H/(1000η)

　　=1.15´87.6´2200/(1000´84%)=264(KW)

　　4)风机选型结果

　　根据以上风量、风压及电机功率的计算，矿井主要通风机选择FBCDZ-8-N022型矿井防爆型轴流式对旋通风机2台，1台工作，1台备用，矿井通风容易时期配套电机功率160´2kW，困难时期配套电机功率160´2kW。其风机的主要性能参数如表6-2-3所示。

　　表6-2-3　　矿井主要通风机主要性能参数表

　　通风时期风机型号叶片安装角(°)风量(m3/min)静压(Pa)轴功率(kW)配套

　　电机(kW)转速(r/min)

　　容易时期FBCDZ-8-N02235/32113~721082~2763267.8160´2740

　　困难时期FBCDZ-8-N02235/32113~721082~2763267.8160´2740

　　根据以上风量、风压及电机功率的计算，矿井主要通风机选择FBCDZ-8-N022型矿井防爆型轴流式对旋通风机2台，1台工作，1台备用，矿井通风容易时期配套电机功率160´2kW，困难时期配套电机功率160´2kW。其风机的主要性能参数如表所示。

　　5、风机工况点分析

　　根据矿井通风网路特性曲线方程，绘制风机在各个时期的风网特性曲线，采用作图法求得风机运行的实际工况点(见插图6-2-1)。其中容易时期工况点M1为风量87.2m3/s，静压2170Pa，效率84%，叶片角35°/32°;困难时期工况点山为风量87.6 m3/s，静压2200 Pa，效率84%，叶片角35°/32°。

　　在矿井生产期间，不需更换主要通风机，即可保证风机在高效区运行。

　　三、反风措施

　　FBCDZ-8-N022型矿井防爆型轴流式对旋通风机具有直接反转反风的性能，反风量60-75%，符合《煤矿安全规程》的要求。因此，本设计采用电机反转反风的措施。

　　

 

为了配合反风及倒换风机，设计在风机入口设置了手动/电动两用蝶阀。同时还设有测试风机风量、负压、温度及瓦斯浓度等全自动监控设施。

　　第三节　排水设备

　　根据矿井采掘部署，矿井主排水泵房设置在副斜井下车场附近，矿井前期为一级排水，即安装水泵将水一次从+1490m泵房经副斜井排至井口外;后期开采下山时矿井用水经+1350m水泵房排至副斜井下部+1490m泵房水仓，再由+1490m泵房集中排出井口外。矿井达产时为一级排水，各设备计算如下：

　　(一)排水设施设计依据

　　本矿井初期在+1490m水平井底车场附近设中央水泵房，矿井涌水经两趟敷设于副斜井的排水管路，排出地面;后期在+1350m阶段19煤层联合系统及+1350m26煤层独立系统井底车场附近设采区水泵房，各设两趟排水管路经轨道下山排至+1490m水平中央水仓，再由中央水泵房排出地面。

　　中央水泵房标高：+1490m。

　　排水口标高：+1663.5m。

　　排水垂高：173.5m

　　井筒倾角：22°。

　　井筒斜长：571m。

　　矿井正常涌水量：初期127.5m3/h，后期200m3/h

　　矿井最大涌水量：初期51.6m3/h，后期400m3/h

　　(二)排水系统方案选择

　　1、排水方案

　　方案一：即排水泵选用DF280-43×6矿用耐酸抗腐蚀泵排水方案。

　　该水泵主要参数为：扬程215m，额定流量280 m3/h，电机功率355KW。如果选用该型水泵需选用3台，正常涌水时，1台工作，2台备用及检修。最大涌水时2台工作，1台备用及检修。该方案优点为设备简单，初期投资小;缺点是如果矿井在生产过程中遇到涌水量变化时减少时，单位时间内需要占用电机功率大，启动设备初期单台投资大。

　　方案二：即排水泵选用DF155-67×3矿用耐酸抗腐蚀泵排水方案。

　　该水泵主要参数为：扬程201m，额定流量155 m3/h，流量最大185 m3/h，电机功率200KW。如果选用该型水泵需选用7台，正常涌水量，2台工作，5台备用及检修。最大涌水量时4台工作，3台备用及检修。该方案主要缺点为设备配置较复杂，设备台数多，不利于管理，初期投资大;主要优点为：如果矿井在生产过程中遇到涌水量变化时，一般不需更换设备，如果确需更换水泵时现有启动装置及井巷能满足排水需要。

　　(三)、设计选型结果

　　考虑到矿井水文地质属于中等偏复杂程度，加之随着水平延深时水量增加等因素，设计采用方案一。

　　选用DF280-43×7型耐酸抗腐蚀泵，共3台，其中，1台工作，1台备用，1台检修;泵房内预留1～2台泵安装位置。

　　水泵排水量Q：280 m3/h

　　水泵扬程H：301m

　　电动功率P：355kW。

　　计算选用Φ219×8无缝钢管2趟，正常涌水时，1台泵排水经过1趟管路，另外1趟管路备用，最大涌水时，2台泵排水各自经过1趟管路。吸水管路选配Φ273×8无缝钢管。单台泵排水支管也选用Φ219×8无缝钢管。

　　本矿井采用斜井开拓，在+1490m水平设中央水仓，水仓入口处水沟底板设计为车场最低点，以利水流汇集，且需考虑水仓清理设备的顺利出入。

　　2、主、副水仓容量

　　根据《煤矿安全规程》第280条规定，+1490m水平中央水仓设主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。各仓的有效容量能容纳矿井8h的正常涌水量，计算容量不小于1600m3。水仓有效容积按80%计算，其巷道净工程量不小于1825 m3。水仓支护材料必须考虑防腐蚀要求。

　　(四)主要水泵型号及台数

　　设计选用DF280-43×6型耐酸抗腐蚀泵，共3台，其中，1台工作，1台备用，1台检修。

　　(五)主要水泵房和通道布置及安全出口

　　+1490m水泵房按5台水泵的布置要求设计(预留2台位置)，投产时布置3台水泵，其中1台工作，1台备用，1台检修。水泵房共设3个安全出口，其中一个为专用进出通道，一端通过中央变电所连接副斜井井底车场，另一端为管子道接通副斜井。水泵房底板高出井底车场底板0.5m，管子道出口标高+1497.07m，高出大巷底板7m以上。

　　(六)排水管路趟数、规格选型

　　选用Φ219×8无缝钢管2趟，正常涌水时，1台泵排水经过1趟管路，另外1趟管路备用，最大涌水时，2台泵排水各自经过1趟管路。吸水管路选配Φ273×8无缝钢管。单台泵排水支管也选用Φ219×8无缝钢管。

　　第四节　压缩空气设备

　　根据采掘部署，矿井井下掘进采用风煤钻、风锤，采煤面局部采用风煤钻辅助作业，该矿压风系统布置有地面固定压风和井下移动压风2种可选择方案，其各自优缺点比较见表6-4-1：

　　表6-4-1 压风供风方案比较表

　　压风站位置优 点缺 点

　　地面固定 压风机供电方便，距离短，可采用非防爆设备，冷却方便，管理便捷;井下无噪声，使用方便安全。需要安装管路到井下，增大管路部分投资，需防爆设备，单台价格高。国家文件限制。

　　井下移动 压风机距离用风地点近，压降损失小，随用风地点移动，井下管理方便，无需设置专人值班。不需要从地面～井下的主要供风管路。负荷集中在井下，需增大井下供电电缆截面，初期设备投资大，发热难处理，工作点噪声大

　　经过地面和井下方案比较，井下移动压风机虽使用方便，不需大量管路，但根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局联合下发的安监总煤行〔2007〕167号文件《关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统的紧急通知》的紧急通知的有关要求并结合矿井实际，矿井压风量相对较小，采用在地面设置固定压风站，安装新型螺杆固定压风机。如果矿井以后生产中井下增加大型风动工具数量后，地面固定压风不足时，可根据需要增加移动压风机随着掘进工作面的移动而移动。既方便矿井使用，又保证了安全需要，满足国家文件对安全的要求。

　　一、压风站设施选型计算：

　　(一)计算选型依据

　　1、 井下用气设备数量：

　　计算使用的风动工具见表6-4-2：

　　其中：α1――沿管道全长的漏风系数，根据压气管网示意图，达产期间供气最远点将达到3424m，α1取1.2

　　α2――由于风动工具磨深磨损耗气量增加系数

　　γ――海拔高度增加系数，1000m以上每100m增加1%。

　　mi――同型号风动工具同时使用数量

　　qi――单台风动工具耗气量

　　ki――同型号风动工具同时使用系数

　　②、按压风自救系统需风量计算

　　根据矿井最大班入井作业人数按照贵州省的相关文件规定为不超过100人。

　　按照《防突与瓦斯抽放细则》规定：压风自救器风量应按照0.1m3/min.人考虑计算，每人不得小于0.1m3/min。故按最大作业班人员需风量计算空压机排气量如下：

　　Q排=N×Q=100×0.15=15 m3/min

　　式中 Q排——矿井总耗风量，m3/min;

　　N——当班最多人数，取100人;

　　Q——每人需风量，取0.15m3/min。

　　根据以上计算取大值，按照29.67 m3/min选配压风机。

　　2、空气压缩机出口压力估算：

　　根据《煤矿工业矿井设计规范》的要求，用风地点供气压力要比风动机械工作压力高0.1MPa，即

　　第七章　建井工期

　　第一节　建井工期

　　一、前期准备工作

　　矿井建设前的准备工作应遵循的原则：统筹安排好矿井建设与人员生活间的关系，既要保证完成矿井开工前应具备的“五通一平”条件和施工所必须具备的设施，又要为施工队伍提供基本的生产、生活条件。

　　根据该矿井的实际情况，将准备工作分为建设前期准备工作和施工前期准备工作。

　　(一)建设前期准备工作

　　从征地到斜井正式掘进，为建设准备期，主要需完成如下工作：

　　1、工业场地土地征地;

　　2、工业场地工程地质勘探;

　　3、斜井井筒、工业场地平场的施工图设计;

　　4、预计建设前期准备期为3个月。

　　5、矿井斜井井巷工程、工业场地平场的招投标，落实施工队伍。

　　该矿井地处山区，人口稀少，征地较为容易，场地无拆迁任务，

　　(二)施工前期准备工作

　　1、编制矿井施工组织设计及斜井单项工程施工组织设计;

　　2、完成工业场地测量基点和基桩标定(包括导线点和水准点)，并设置井筒十字基桩点。

　　3、完成施工需要的“五通一平”工作，即完成矿井施工所必须的供水、供电、道路(含场外、场内)、通信、场内外排水设施及场地平整工作。

　　4、完成施工需要的宿舍、食堂、浴室等必要的生活设施，以及施工提升、排矸、压风、机修、锅炉房、材料设备库房、炸药房、办公室等生产设施。

　　5、完成建井期间利用的永久建筑物和设施，设计考虑利用永久单身宿舍作为施工期间的宿舍、办公室、食堂、浴室等。

　　6、落实施工所用的钢材、水泥、砂石等建筑材料。

　　7、按矿井施工准备计划及井筒开工需要，编制施工设备要求和劳动需求计划，并做好设备及队伍的调遣工作、人员的培训工作。

　　施工准备工程多，各工程、工序、工种相互交叉，应采取统筹安排，紧紧抓住施工准备期的关键线路，一环扣一环地进行，以缩短准备期，按照有关规定，并结合该矿井的具体条件，预计施工准备期为3个月。

　　二、矿井建设方式及移交标准

　　根据推荐的井田开拓方式，矿井投产时共有三个井筒，矿井的开拓方式为矿井组织多头施工创造了条件，借鉴其它类似矿井的建设经验，矿井宜采用一次设计、连续施工、一次投产的建设方式。

　　矿井建成投产时，井巷工程量总计为9677m，布置一个采区、一个高档普采工作面达到生产能力。

　　矿井移交生产时，井上下的设施应按设计要求全部建成，并投入使用，方能保证矿井正常生产。

　　三、井巷施工平均成巷进度指标

　　据原煤炭部制订的《矿井建设工期定额》和其它有关规定，结合该矿井地质、地层条件，参照目前国内掘进的实际指标，并综合项目建设单位建议，确定该矿各类巷道掘进进度指标如下：

　　主副斜井井筒：100m/月(普通钻爆法施工，可考虑综掘)

　　岩石平巷：120m/月(普通钻爆法施工)

　　岩石斜巷：110m/月(普通钻爆法施工)

　　煤层平巷：150m/月(普通钻爆法施工)

　　煤层斜巷：150m/月(普通钻爆法施工)

　　开切眼：150m/月(普通钻爆法施工)

　　硐室：1000m3/月(普通钻爆法施工)

　　四、主要连锁工程的确定

　　根据井巷工程、瓦斯抽放作业、土建工程、机电设备安装工程的施工特征，对其进行连锁排序，矿井建设的主连锁工程为井巷工程，关键线路为：主(副)斜井、回风斜井→+1490m井底车场→+1490m水平运输大巷(+1465m水平回风大巷)→一采区轨道上山(一采区皮带上山、一采区回风上山)→区段抽放巷及石门→瓦斯抽放作业→工作面运输、回风顺槽→工作面开切眼→工作面设备安装及调试→矿井联合试运转。

　　主斜井、副斜井、回风斜井贯通为实现井下多头施工创造条件，而且还直接影响到矿井能否按期投产。预计主斜井、副斜井、回风斜井贯通工期为6个月。

　　五、三类工程施工顺序和施工组织的基本原则

　　1、科学合理地组织三类工程平行交叉作业和均衡施工，抓紧抓好关键线路工程和重点工程的施工。设计三类工程排队以井巷工程为主，同时合理安排土建和安装工程。

　　2、保证井巷施工主要联锁工程的关键线路工程连续施工和主要贯通工程重点配备，充分发挥它们在加快矿井建设中的作用。

　　3、井下多掘进头施工，并保持相对稳定，使建设期的劳力、物力、财力得以均衡使用，以缩短工期。

　　4、井巷工程坚持一次成巷，井下管线工程随井巷工程相应进行，不留收尾工程。

　　5、尽可能利用永久工程和设施服务于施工，减少大临工程，避免重复工程，以节约投资，缩短建设工期。

　　6、地面建筑工程中，关键工程是地面生产系统，应创造条件优先安排，保证在矿井投产前建成。

　　7、做好设备器材的订货和采购工作，保证按期安装使用，使之一次试运转成功。

　　8、施工安排应充分考虑当地冬季的严寒气候对施工的影响，特别是对地面土建工程及安装工程的影响。

　　按照上述原则，矿井建设工期见综合进度图。

　　六、建井工期的预计

　　根据排列的矿井建设工期综合进度，预计矿井从井筒正式开工到移交生产总工期为34个月。见插图15-1-1.

　　第二节　产量递增计划

　　矿井建设投产总工期(不含准备期)为34个月，一个回采工作面投产，投产即达到设计生产能力。

　　(二)矿井全员工效

　　根据上述劳动定员，矿井的全员工效为3.06 t/工。

　　三、技能素质要求及人员培训

　　(一)技能素质要求

　　本矿井设计的主要系统，采用国内较先进的设备和生产工艺，为保证投产后能尽快达产，并能安全生产，必须拥有一批高素质的技术工人和管理人员。对采煤、掘进、通风、机电、运输、提升等岗位的主要技术工人要求持证上岗。对爆破工、瓦斯检查员、电工、提升绞车司机、叉车司机、机车司机等特殊工种还必须持政府主管部门颁发的相关岗位证书;管理人员要求应有相应岗位的任职经验;技术人员应有相关经验及资职证书。

　　(二)人员培训

　　为了矿井的顺利投产，人员培训必须未雨绸缪，设计建议项目建设单位以如下方式培训管理人员和技术工人。

　　1、在煤炭行业院校定向(或委托)培养管理人员和技术人员。

　　2、委托相关职业技术学校定向(或委托)培养技术工人。

　　3、对上岗人员作岗前技能和安全培训，合格后方能上岗。

　　第二节 投资概算及资金筹措

　　一、投资概算范围

　　投资概算范围为项目从筹建至达到设计生产能力时所需的建设投资和生产用流动资金。

　　二、投资概算编制依据

　　1、井巷工程采用原国家煤炭工业局煤规字[2000]第48号文颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额》(99统一基价;工业建筑工程采用煤规字[2000]第183号文颁发的《煤炭建设地面建筑工程概算指标》(99统一基价);安装工程采用煤规字[2000]第183号文颁发的《煤炭建设机电安装工程概算指标》(99统一基价);费用定额采用煤规字[2000]第48号文颁发的《煤炭建设工程造价费用定额及造价管理有关规定》。

　　2、设备价格主要从厂家询价，不足部分采用《全国机电设备价格汇编》、《煤炭工业常用设备及器材价格汇编》，并按有关规定计取设备运杂费，运杂费费率取6%。

　　3、材料价格采用当地材料预算价格。不足部分参照煤炭造价信息或其他材料价格资料，并调整到当地材料预算价格的水平。

　　4、基本预备费：根据原国家煤炭工业局煤规字[2000]第48号文按10%计算。

　　三、投资概算

　　(一)建设投资

　　1、建设投资静态部分

　　经计算，项目建设投资静态部分10820.8万元，包括井巷工程4065.6万元、土建工程863.57万元、设备及工具器购置费3953.88万元、安装工程587.76万元、工程建设其他费用1350.05万元。

　　建设投资详细构成见投资估算书。

　　2、建设投资动态部分

　　(1)涨价预备费

　　根据当地当前物价变化趋势、项目特点及原国家计委有关规定，本项目涨价预备费计算指数按零考虑，价差预备费为0万元。

　　(2)建设期利息

　　项目建设投资全部使用企业自有资金，不产生建设期贷款利息。

　　因此，本项目建设投资动态部分为0万元。

　　3、流动资金

　　项目流动资金按规定投入。

　　经上述计算，项目总投资为10820.8万元(不含流动资金)，吨煤投资240.46元。

　　四、资金筹措

　　项目建设投资全部使用自有资金。

　　第三节　原煤生产成本

　　一、设计成本估算方法

　　按成本要素法进行设计成本估算。

　　二、设计成本估算内容

　　1、原材料费根据矿井的设计并参照贵州省煤炭行业目前生产成本估算。

　　2、动力费：吨煤电耗25.52kW·h，电价0.355元/ kW·h，基本电费22元/月·kVA。

　　3、工资：根据当地平均工资水平及本矿井劳动生产率，确定本矿井职工平均工资为22000元/a·人。

　　4、职工福利费按工资总额的14%计算。

　　5、修理费提存率为2.5%，计算基数按有关规定。

　　6、井巷工程基金根据规范计算为2.5元。

　　7、折旧费：土建工程折旧年限为40a，综采设备折旧年限为8a，一般采掘设备折旧年限为10a，其他设备折旧年限为15a。

　　8、根据有关规定，维简费按10.50元计算，维简费的50%进入经营成本，生产安全费为10元。

　　9、摊销费：按10a摊销计算。

　　10、管理费及其他费用根据类似矿井生产经验数据测算。

　　11、财务费用包括长期贷款利息、流动资金贷款利息和短期借款利息。

　　三、设计成本估算结果

　　经计算，满负荷生产年份矿井吨煤成本为102.51，详见表16-3-1。

　　表16-3-1 成本估算表

　　序号项目名称成本费用

　　单位成本

　　(元/t)年成本

　　(万元)

　　1外购原材料17.65794.35

　　2动力费11.41513.28

　　3直接工资18.82847.00

　　4职工福利费2.64118.58

　　5修理费4.39197.43

　　6煤炭生产安全费用10.00450.00

　　7管理费及其它支出(含50%维简费)8.39377.35

　　经营成本(以上7项合计)73.293298.05

　　8折旧费16.14726.3

　　9井巷工程基金2.5112.50

　　10维简费及其他8360.00

　　11摊销费1.5369.00

　　12财务费用1.0547.39

　　总成本费用(以上各项合计)102.514612.95

　　其中：固定成本56.962563.2

　　可变成本40.551824.75

　　第四节　销售收入、税金及利润估算

　　一、销售价格

　　根据目前煤炭市场行情及贵州省目前煤炭销售情况，预计矿井煤炭销售价格为坑口含税价格400元/t。

　　二、矿井年销售收入估算

　　根据矿井施工进度计划，矿井达到设计生产能力需要34个月，满负荷生产年份销售收入为18000万元。

　　三、矿井销售税金及附加

　　矿井应纳税金：

　　增值税：进项税率17%，销项税率13%。

　　城市维护建设税：5%。

　　教育费附加：3%。

　　资源税0.5元/t。

　　经计算，矿井正常生产年份销售税金及附加为177.23万元;年增值税为1703.96万元。

　　第五节　概略财务评价

　　一、基础数据

　　1、计算期为20a

　　2、基准收益率为10%

　　3、所得税率25%

　　4、盈余公积金取10%

　　5、其它参数按相关规定计取

　　二、利润估算

　　矿井正常生产年份销售收入为18000.00万元，销售税金及附加为177.23万元，增值税为1703.96万元，总成本费用为4612.95万元，利润总额为11505.86万元。年缴纳所得税2876.47万元。税后利润为8629.39万元。

　　投资利润率45.61%

　　投资利税率73.25%

　　三、投资回收期

　　本项目含建设期的投资回收期为48.3个月。

　　第四节　矿井设计主要技术经济指标

　　本矿井设计主要技术经济指标见表16-5-1。

　　表16-5-1 设计主要技术经济指标表

　　序号指标名称单位指 标备 注

　　1矿井设计生产能力

　　1.1 年生产能力Mt/a0.45

　　1.2 日生产能力t/d1365

　　2矿井服务年限

　　2.1 设计生产服务年限a25.46

　　2.2 先期开采地段服务年限a17.05

　　3矿井设计工作制度

　　3.1 年工作天数d330

　　3.2 日工作班数班3

　　4煤 质

　　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 原煤挥发分(Vdaf)%9.66

　　4.6 原煤发热量(Qgr,v.d)MJ/kg35.35

　　5煤 类WY

　　6资源/储量

　　6.1 地质资源量Mt2113

　　6.2 工业资源/储量Mt1891.8

　　6.3 设计可采储量Mt1456.15

　　7煤层情况

　　7.1 主要可采煤层层数层3

　　7.2 主要可采煤层总厚度m6.79

　　7.3 首采区煤层厚度m3.1

　　7.4 煤层倾角(º)11

　　8井田范围

　　8.1 平均走向长度km1800

　　8.2 平均倾斜宽度km2650

　　8.3 井田面积km24.23

　　9开拓方式斜井

　　10水平

　　10.1 第一水平标高m1450

　　10.2 辅助水平标高m1350

　　10.3 回风水平标高m1650

　　11井筒类型及长度

　　11.1 主斜井m547

　　11.2 副斜井m463

　　12采区个数个6

　　13回采工作面个数及长度个、m1，平均170

　　14回采工作面年推进度m675/1100

　　15采煤方法走向长壁

　　16顶板管理方法全部垮落法

　　17采煤机械化装备

　　17.1 采煤机械台1

　　17.2 工作面支架根1500

　　17.3 工作面运煤机械台1

　　17.4 运输顺槽运煤机械台2

　　17.5 采区上山运煤机械台1

　　18掘进工作面个数个3

　　19井巷工程总量

　　19.1 巷道总长度m9677

　　19.2 巷道掘进总体积m 3

　　19.3 万吨掘进指标m /万t

　　20大巷运输

　　20.1 大巷主运输方式皮带运输

　　20.2 大巷辅助运输方式矿车

　　20.3 矿车类型MG1.1-6A

　　21提 升

　　21.1 主斜井提升设备台1

　　21.2 副斜井提升设备台1

　　22通 风

　　22.1 瓦斯等级煤与瓦斯突

　　22.2 通风方式分区式

　　22.3 主要通风机台4

　　23排 水

　　23.1正常涌水量m3/d200

　　23.2 最大涌水量m3/d，400

　　23.3 排水设备台4

　　24压风设置台2

　　25建设投资(静态)万元10820.8不含流动资金

　　其中：井巷工程万元4065.6

　　土建工程万元5660.9

　　设备购置万元3953.88

　　安装工程万元587.76

　　其它费用万元1350.05

　　26铺底流动资金(企业自筹部分)万元

　　27项目投入总资金万元

　　28吨煤投资元240.46

　　29原煤成本元/t102.51

　　30投资利润率%45.61

　　31投资利税率%73.25

　　32投资回收期月48.3

　　33建井工期(不含施工准备期)月34