15万吨煤矿开采方案设计（变更）安全专篇

安全专篇编制委托书
　　　平坝县三德煤矿委托贵州兴源煤矿科技有限责任公司进行《平坝县三德煤矿开采方案设计安全专篇（变更）》编制工作。
项目名称 平坝县三德煤矿开采方案设计（变更）安全专篇
建设性质 变更
工程规模 15万吨/年
任务来源 受平坝县三德煤矿委托
投资
建设地点 平坝县
工程设计内容及要求 　　　按照煤矿安全规程、煤矿设计规范、AQ标准、安全专篇编制内容等相关要求编制，达到安全专篇编制要求。由设计单位提交4份正式报告，并负责审查后的修改工作。
委托单位 平坝县三德煤矿
联系人 联系电话
承接单位 贵州兴源煤矿科技有限责任公司
联系人 联系电话

目 录
§1 概况 1
§1.1 矿区开发情况 1
§1.2 项目设计依据 3
§1.3 建设单位基本情况 6
§1.4 设计概况 6
§2 矿井开拓与开采 28
§2.1 煤层埋藏及开采条件 28
§2.2 矿井主要灾害因素及安全条件 34
§2.3 矿井开拓系统 36
§2.4 采煤方法及采区巷道布置 42
§2.5 顶板管理及冲击地压 46
§2.6 井下主要硐室 54
§2.7 井上、下爆炸材料库 55
§2.8 安全出口 58
§2.9 矿山压力及地质测量类仪表、设备配置 59
§3 瓦斯灾害防治 60
§3.1 瓦斯灾害因素分析 60
§3.2 防爆措施 71
§3.3 隔爆措施 89
§3.4 瓦斯抽采 97
§3.5 防突措施 131
§3.6 矿井瓦斯及其它气体检测仪器、设备配置 167
§4 矿井通风 169
§4.1 通风系统 169
§4.2 矿井风量、风压及等积孔 172
§4.3 掘进通风 177
§4.4 硐室通风 179
§4.5 井下通风设施及构筑物 179
§4.6 矿井主通风机及矿井反风 182
§4.7 井筒防冻 190
§4.8 降温措施及设备选型 190
§4.9 矿井通风检测类设备配置 190
§5 粉尘灾害防治 192
§5.1 粉尘危害及防尘措施 192
§5.2 煤层注水 201
§5.3 井下消防、洒水（给水）系统 202
§5.4 粉尘监测及个体防护设备 211
§5.5 防爆措施 214
§5.6 隔爆措施 218
§5.7 矿井地面生产系统防尘 219
§5.8 矿井总粉尘、呼吸性粉尘检查、检测类仪器仪表配置 221
§6 防灭火 226
§6.1 煤层自燃发火危险性及防灭火措施 226
§6.2 防灭火方法 226
§6.3 井下外因火灾防治 226
§6.4 井下防火构筑物 236
§6.5 火灾检测及防灭火装备 236
§6.6 地面消防材料库 237
§6.7 防止地面明火引发井下火灾 238
§7 矿井防治水 240
§7.1 矿井水文地质 240
§7.2 矿井防治水措施 248
§8 电气安全 282
§8.1 矿井电源及送电线路 282
§8.2 矿井主变电所 284
§8.3 地面供电系统 297
§8.4 地面建（构）筑物防雷及防雷电波侵入井下 307
§8.5 应急照明设施的设置 310
§8.6 井下供电系统 311
§8.7 井下电气设备保护接地 324
§8.8 井下照明、信号 325
§8.9 井下电气事故原因分析及其防范技术措施 327
§8.10 矿井通信 331
§9 提升、运输、空气压缩设备 332
§9.1 提升设备 332
§9.2 胶带运输设备 371
§9.3 机车运输 391
§9.4 井下其他辅助运输设备 391
§9.5 压缩空气设备 394
§10 矿井监控系统 402
§10.1 矿井安全监控系统 402
§10.2 其他安全监控系统 445
§10.3 使用和维护 459
§11 矿井救护、应急救援与保健 468
§11.1 矿井安全标识设置 468
§11.2 避灾路线 468
§11.3 矿山救护 470
§11.4 矿山保健 474
§11.5 个体劳动保护 478
§12 安全管理机构与安全定员、培训 481
§12.1 安全管理机构的设置与人员配备 481
§12.2 安全培训机构与场所 482
§12.3 安全定员 491
§13 矿井“六大系统”设计与安全质量标准化 494
§13.1 矿井“六大系统”设计 494
§13.2 矿井安全质量标准化 508
§14 待解决的主要问题及建议 519
§13.1 待解决的主要问题 519
§13.2 建议 519
附件目录
　　　1、委托书和设计单位资质证书；
　　　2、采矿许可证（副本）、矿长资格证；
　　　3、矿山救援技术服务协议书；
　　　4、黔煤生产字[2007]488号《对安顺市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》；
　　　5、贵州省国土资源厅文件（黔国土资储备字［2008］627号）《关于<贵州省平坝县三德煤矿资源储量核实报告>矿产资源储量评审备案证明》；
　　　6、黔煤生产字[2008]1078号关于《关于上报安顺市平坝县三德、贵安乐煤矿M8和M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定备案的报告》的批复；
　　　7、M8、M9煤层自燃倾向性及爆炸性鉴定报告；
　　　8、黔煤安监林字[2009]127号《关于对平坝县三德煤矿（技改）安全设施设计的批复》；
　　　9、贵州省能源局《关于对平坝县三德煤矿开采方案设计（变更）的批复》；
　　　10、供电合同；
附图目录
序号 图 纸 目 录 比 例 备 注
1 井上下对照图 1:2000
2 开拓方式、采区巷道布置及机械配备图平面图 1:2000
3 开拓方式、采区巷道布置及剖面图 1:2000
4 工业场地平面布置图 1:2000
5 瓦斯抽放系统图 示意
6 矿井避灾线路图 1:2000
7 通风系统及网络图(容易时期) 示意
8 通风系统及网络图(困难时期) 示意
9 矿井反风系统图 示意
10 井下消防洒水系统图 示意
11 井下隔爆水棚布置图 示意
12 井上供电系统图 示意
13 井下供电系统图 示意
14 井下运输系统图 示意
15 压风自救系统图 示意
16 井上下通讯系统图 示意
17 矿井安全监测监控系统传感器布置图 示意
18 矿井安全检测监控系统断电控制图 示意
19 矿井安全检测监控系统布置图 示意
20 井下人员定位系统图 示意
21 紧急避险系统图 示意
22 采掘工程平面图（引用） 1:2000
　　　
　　　　
§1 概况
　　　本安全专篇只针对一采区，其它采区开采时将另行设计。
§1.1 矿区开发情况
　　　1.1.1 矿区总体规划
　　　平坝县三德煤矿属扩界扩能矿井，原生产能力6万t/a。根据贵州省国土资源厅黔国土资矿管函[2008]269号《对关于急需调整部分煤矿矿区范围和提高生产能力的请示的批复》和黔府函[2006]200号《省人民政府关于安顺市西秀区等六县（区）煤矿整合和调整布局方案的批复》文件，平坝县三德煤矿属于技改矿井， 三德煤矿扩界扩能后生产规模15万t/a。 目前矿井有贵州省国土资源厅2009年2月颁发的采矿许可证（证号： 5200000920109），核准生产能力为15万吨/年。企业性质为私营独资企业。煤矿于2008年委托贵州省动能煤炭技术发展服务有限公司进行开采方案设计和安全专篇设计并先后通过评审（黔煤规字[2009]121号《关于平坝县三德煤矿开采方案设计的批复》、黔煤安监林字[2008]127号《关于对平坝县三德煤矿（技改）安全设施设计的批复》）。原设计生产能力为15万吨/年，并于2009年取得采矿许可证(证号：5200000920109)。根据贵州省煤炭管理局等厅（局）的有关精神，三德煤矿于2011年9月委托贵州兴源煤矿科技有限责任公司进行开采方案设计。
　　　根据煤层赋存特点，结合煤炭资源量、生产能力和开拓方式，将矿井划分为一个水平。矿井可采煤层有4层煤，煤层倾角6°，采用分煤组布置，上煤组为M8、M9煤层，下煤组为M12、M14煤层，每组煤采用联合布置开采，矿井划分为三个采区开拓全井田，上煤组划分为一个采区，下煤组划分为2个采区。
　　　目前进入变更后的安全专篇编制阶段。
　　　1.1.2 现有生产、在建矿井的分布和开采情况
　　　矿井一采区布置设计三个井筒，后期另行设计，矿井前期开拓系统已形成。主斜井、进风行人斜井及回风斜井已掘至井底，并通过井底联络巷形成联系，井底排水系统已形成，11801采煤工作面的运输回风巷已经形掘进到位，11802运输、回风巷掘进工作面还未形成。
　　　1.1.3 小窑分布及开采情况
　　　矿区调查老窑7个，老窑开采历史较长，以斜井为主，见煤后沿煤层掘进，开采斜长一般40-90m。由于井口垮塌、排水困难、通风困难等原因而停采。大部分老窑经天长日久内部积存着一定的矿坑水。
　　　由于老窑停采时间较长，已垮塌封闭，大部分无法调查，由于地质报告未能准确圈定小窑及老窑开采范围，且未提供积水情况资料，矿井必须对矿区内的小窑及采空区以及积水情况等进行详细调查，编制调查报告，并进行填图。矿井必须切实掌握老窑开采范围，弄清老窑积水情况，并标绘在矿井井上下对照图和采掘工程平面图上，要注意探放水工作，特别是在采空区或老窑附近采煤时，要留足隔水煤柱，必须严格坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先探后采”的探放水原则，同时坚持“有疑必停”的原则，防止采空区积水及老窑积水的突然涌出。
　　　1.1.4 设计变更情况
　　　1）变更理由
　　　本次设计根据三德煤矿提供的实测的井筒参数进行设计，井口位置、水平标高较原设计进行了适量调整。
　　　2）变更的主要内容
　　　方案变更的主要项目和内容详见下表。
 

§1.2 项目设计依据
　　　1.2.1 建设单位提供的主要技术资料与审批文件
　　　1、委托书和设计单位资质证书；
　　　2、采矿许可证（副本）、矿长资格证；
　　　3、矿山救援技术服务协议书；
　　　4、黔煤生产字[2007]488号《对安顺市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》；
　　　5、贵州省国土资源厅文件（黔国土资储备字［2008］627号）《关于<贵州省平坝县三德煤矿资源储量核实报告>矿产资源储量评审备案证明》；
　　　6、黔煤生产字[2008]1078号关于《关于上报安顺市平坝县三德、贵安乐煤矿M8和M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定备案的报告》的批复；
　　　7、M8、M9煤层自燃倾向性及爆炸性鉴定报告；
　　　8、黔煤安监林字[2009]127号《关于对平坝县三德煤矿（技改）安全设施设计的批复》；
　　　9、贵州省能源局《关于对平坝县三德煤矿开采方案设计（变更）的批复》；
　　　10、供电合同；
　　　11、设计人员现场收集的相关资料。
　　　1.2.2 建设单位提出的要求和目标
　　　按照煤矿安全规程、煤矿设计规范、AQ标准、安全专篇编制内容等相关要求编制，达到安全专篇编制要求。由设计单位提交4份正式报告，并负责审查后的修改工作。
　　　1.2.3 国家有关安全法律法规、规程、规范和标准
　　　1、2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字[2007]345号）《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》。
　　　2、《国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定》。
　　　3、《井工煤矿初步设计安全专篇编制导则》（2009年新安全行业标准）。
　　　4、国务院办公厅“关于进一步加强煤矿安全生产工作的通知”，国办法［2003］58号。
　　　5、国务院办公厅“关于深化安全生产专项整治工作的通知”，国办法［2003］60号。
　　　6、国家安全生产监督局，国家煤矿安全监察局令第五号，2003.7.4。
　　　7、中华人民共和国国务院颁发的《煤矿安全监察条例》。
　　　8、原中国统配煤矿总公司颁发的《矿井通风安全监测装置使用管理规定》。
　　　9、《煤矿安全规程》（2011版）。
　　　10、《煤矿安全生产条件基本规定》。
　　　11、《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399—2006）。
　　　12、国务院[2005]446号令关于《国务院关于煤矿生产安全事故的特别规定（试行）》。
　　　13、国家煤矿安全监察局安监总煤矿字[2005]120号文《关于加强煤矿水患的紧急通知》。
　　　14、国家煤矿安全监察局安监总煤矿字[2005]133号文《煤矿重大安全隐患认定办法（试行）》。
　　　15、国家煤矿安全监察局安监总煤矿字[2005]134号文《煤矿隐患排查和整顿关闭实施办法（试行）》。
　　　16、国家煤矿安全监察局安监总煤矿字[2005]135号文《煤矿安全培训监督检查办法（试行）》。
　　　17、《中华人民共和国煤炭法》（1996.8）。
　　　18、《中华人民共和国安全生产法》（2002.6.29）。
　　　19、《中华人民共和国矿山安全法》（1992.11.7）。
　　　20、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》。
　　　21、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范AQ1029-2006。
　　　22、《矿山救护规程》AQ1008-2007。
　　　23、《防治煤与瓦斯突出规定》。
　　　24、《煤矿防治水规定》。
　　　25、矿井瓦斯涌出量预测方法AQ1018-2006。
　　　26、煤矿井下粉尘综合防治技术规范AQ1020-2006。
　　　27、煤矿瓦斯抽采基本指标AQ1026-2006。
　　　28、煤矿瓦斯抽放规范AQ1027-2006。
　　　29、煤矿井工开采通风技术条件AQ1028-2006。
　　　30、煤矿安全监控系统通用技术要求AQ6201-2006。
　　　31、矿用产品安全标志标识AQ1043-2006。
　　　32、国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于印发《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）》的通知（安监总煤装〔2011〕33号）要求。
　　　33、煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定(安监总煤装【2011】15号)。
　　　34、我国现行煤炭工业的其它有关规定、文件、规程、规范。
　　　1.2.4 设计编制的主要原则和指导思想
　　　本安全专篇是依据煤炭法 安全生产法和煤矿安全监察条例以及国家有关安全生产法律 法规 设计规范 AQ标准 安全装备标准等进行编制，其目的是为了保障煤矿安全生产和职工人身安全，防止煤矿事故发生，使矿井的安全生产装备符合国家有关法律 法规 设计规范 安全装备标准规定，使矿井在实施安全生产管理中有据可查，为矿井的安全生产管理营造良好的硬件 软件环境，使其具备良好的安全生产条件。严格按照该安全专篇实施后，在矿井的安全生产中，将有利于矿井尽早发现隐患并靠自身装备和能力及时消除隐患，有利于矿井的安全生产。
§1.3 建设单位基本情况
　　　该矿企业性质属私营，行业管理属平坝县工业经济与能源局，主从事煤炭的开采与销售，企业规模为15万吨/年，财务状况良好，能保障本项目的全部投资。矿井建设有三个井筒，主斜井、副斜井和回风斜井，目前主要开拓系统已经基本建设完成。据矿方提供的资料及设计单位调查了解情况，近些年矿山安全生产状况良好，未发生过一起重伤及以上的事故。
§1.4 设计概况
　　　1.4.1 地理概况
　　　1.4.1.1 矿区 矿井所在地理位置及交通情况
　　　1、矿区、矿井所在地理位置
　　　三德煤矿隶属平坝县，位于平坝县340°方向，距平坝县36km，距6km。
　　　2、交通情况
　　　三德煤矿隶属平坝县，位于平坝县340°方向，距平坝县36km，距6km。矿井距贵阳-黄果树公路8.0km与S307省道相连，煤炭还可以通过贵昆铁路天龙站装车外运，交通较方便。
　　　1.4.1.2 地形地貌
　　　矿区地势北高南低，海拔标高一般+1384～+1526.2m，最高点位于矿区中部一小山山顶，海拔+1526.2m，最低点位于南部沟底海拔+1384m，相对高差142.2m。矿区总体上属低中山，为侵蚀溶蚀地貌，矿区峰丛、洼地为主，在逆向坡地带易形成陡坎、陡坡，含煤地层经多次风化剥蚀形成低凹或缓坡地形。
　　　1.4.1.3 水系河流
　　　平坝县三德煤矿地处长江流域乌江水系的麦翁河。地表水大多为雨季“V”型冲沟水，冲沟流程短，水量较小，旱季时干涸。
　　　1.4.1.4 气象
　　　矿区地处贵州高原中部，温暖湿润，冬无严寒，夏无酷暑，气候宜人。相对湿度较大。冬季雪、凝冻天气较短，区内气候类型属北亚热带季风湿润气候。但本区夏季时有冰雹、雷暴、山洪、暴雨等自然灾害出现。
　　　1.4.1.5 环境状况等情况
　　　（1）自然经济
　　　区内居民主要从事农业，少数从事商业、运输、采煤、采石等。粮食和经济作物主要有水稻、玉米等。当地剩余劳动力较富足。
　　　（2）地震
　　　未做过地震基本烈度鉴定，亦没有地震资料记载。根据《中国地震动参数区划（GB18306-2001）》，本区位于地震烈度6度区。
　　　（3）地质灾害现状
　　　矿区未发现滑坡、泥石流、地面塌陷、地裂缝和崩塌等现状地质灾害，现状地质灾害不发育。但矸石堆下游村庄居民和活动的人、畜可能遭受其形成的泥石流和滑塌地质灾害危害。采煤对地质环境影响大，地下开采破坏地层岩石连续性和稳定性，易形成地裂缝、地表塌陷等地质灾害，另外，可采煤层含硫较高，矿井水排放，污染周边生态环境。贯穿矿区的公路为交通运输和矿区煤炭销售运输通道，过往车辆对地质环境有一定影响。因此，区内人类工程活动较强烈，对地质环境影响较大。
　　　在今后的煤炭开采过程中可能产生以下问题：大面积回采可能会造成采空区上方地表塌陷及地裂，陡岩地形易发生崩塌等地质灾害现象；矿坑排水对当地水源及土地造成污染。
　　　（4）地表水污染现状
　　　煤矿开发可能对水环境造成污染的因素主要有：矿井水和工业场地生产、生活废水。这些废水如不经处理直接排放，会对地下水体造成污染。
　　　（5）大气污染现状
　　　大气污染物，主要是工业场地内锅炉排放烟气中的烟尘和二氧化硫以及煤炭的卸、装、运、筛分过程中的烟气和粉尘。
　　　1.4.2 主要自然灾害
　　　矿区主要自然灾害有顶底板、瓦斯、粉尘、火灾、水害、地表崩塌、滑坡、冰雹、凝冻等。
　　　1.4.3 工程建设性质
　　　平坝县三德煤矿为技改矿井，现处于安全专篇编制阶段。
　　　1.4.4 井田开拓与开采
　　　1.4.4.1 井田境界
根据黔国土资矿管函[2008]269号文件，矿区范围由15个拐点圈定，矿区面积积0.759平方公里，拐点坐标(北京54坐标)见表1-4-1。
　　　　表1-4-1 矿区范围拐点坐标表

　　　 1.4.4.2 储量
　　　1、矿井资源储量
　　　根据2008年2月贵州省有色地质勘查局物化探总队提交了《贵州省平坝县三德煤矿资源/储量核实报告》及黔国土资储备[2008]627号“关于《贵州省平坝县三德煤矿资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明。
　　　截至2008年3月底，平坝县三德煤矿保有资源量542万吨,其中：
　　　控制的内蕴经济资源量(122b)63万吨；
　　　推断的内蕴经济资源量（333）319万吨；
　　　预测的资源量（334）？160万吨；
　　　另有消耗资源储量（即采空区的资源储量122b空）73万吨。矿井2008年3月至今未进行过开采。
　　　2、工业资源/储量=122b+（333）×K=63+319×0.8=318.2(万t)。
　　　其中：Ｋ—可信度系数，取0.8。
　　　3、矿井设计利用资源/储量
　　　矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量－井田境界煤柱－断层煤柱-村寨及公路煤柱—防水煤柱＝318.2-23.63-0-34.23-4.64＝255.7吨。
　　　煤柱的留设原则： 保护范围维护带加上矿体开采崩塌影响范围为煤柱的留设宽度。煤柱损失量Q=S×N×d÷cosα。
　　　（1）井田边界煤柱：根据《煤矿防治水规定》，设计在本井田边界留设20m边界煤柱，边界煤柱为23.63万吨。
　　　（2）村寨及公路煤柱 ：矿以所需保护边界外推20m为围护带，并以60°走向和上山岩移角，以50°下山岩移角，为目标保护煤柱。村寨煤柱留设资源量为34.23万吨。
　　　（3）防水煤柱：根据《矿井水文地质规程》规定，设计防水煤柱留设20m，考虑安全，防水煤柱留设25m，采空区防水煤柱为4.64万ｔ。
　　　4、矿井设计可采储量
　　　矿井可采储量＝（设计资源/储量－工业场地及井筒保护煤柱－大巷煤柱－开采损失）×采区回采率=187.6万t
　　　（1）根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷留设与压煤开采规程》中关于井筒保护煤柱的规定，按照公式S=2S1+2a的计算结果，井筒保护煤柱的宽度为25m，从安全及保护主井筒的角度出发，保护煤柱在主要井巷一边推20m，保护范围维护带加上矿体开采崩塌影响范围为煤柱的留设宽度。
　　　工业场地、及井筒保护煤柱：煤柱损失量为29.67万t；
　　　（2）大巷煤柱：沿大巷两边各取20m作为保护煤柱，为8.79万t。
　　　（3）采区回采率：M8和M9为中厚煤层，采区回采取80%，M12和 M14为薄煤层，采区回采率取85%。
　　　　5、各煤层煤柱损失统计见表1—4—2：
　　　

 

　　　1.4.4.3 设计能力及服务年限
　　　1、矿井工作制度
　　　矿井设计按年工作日330天计算，井下“四、六”工作制，每天四班作业，每班6小时；地面“三、八”作业制，每天三班作业，每班8小时。每天净提升时间为16小时。
　　　2、矿井生产能力
　　　⑴资源条件
　　　井田储量相对丰富、矿区地质构造简单、煤层赋存稳定，矿井水文地质条件中等等是矿井建设的有利条件。
　　　矿井按突出矿井设计，存在一些区域的不突出煤层，因此，矿井设计生产能力存在一定的限制。
　　　（2）采区同时生产的工作面个数确定
　　　根据以上分析，矿井只需布置一个采区，投产时布置一个炮采工作面，两个掘进工作面，后期为提高矿井机械化水平，采煤工作面采用机采，即可达到全矿井15万吨/年的生产能力。
　　　综上所述，矿井煤炭资源条件、煤层赋存、开采技术条件及工程地质条件条件较好，市场前景广阔。故该矿设计能力为15万/年是切实可行的。
　　　3、矿井设计服务年限
　　　三德煤矿服务年限按下式计算
　　　T=Z可/1.4×A
　　　=187.6/（15×1.5）
　　　=8.3(年)
　　　式中：
　　　T——服务年限，年；
　　　Z可——可采储量，187.6万t；
　　　A ——设计年生产能力，15万吨/年；
　　　1.5——储量备用系数。
　　　1.4.4.4 井田开拓方式
　　　1、主要巷道开拓
　　　本次变更设计仍采用斜井开拓方式，利用已施工的三条井筒作为本次设计的主要井筒；主斜井井口坐标为：X=2925852.350；Y=35612758.826；Z=+1361.03（+1361.03）；α=107°β=9°。副斜井井口坐标为：X=2926009.532；Y=35612496.977；Z=+1382.22；α=131°；β=27°。回风斜井井口坐标为：X=2926042.128；Y=35612478.936；Z=+1387.26；α=51°；β=27°。主斜井落底标高为+1307m，副斜井与回风斜井落底标高为+1314m，三条井筒通过+1332m联络巷、+1307m联络斜巷、M9煤辅助运输巷、沿M9煤运输斜巷、+1314m联络巷联通开成全矿井主要开拓系统。
　　　从+1332 m联络巷进入8号煤层后，沿煤层倾向布置一采区三条下山至保护煤柱后联通，在运输上山内布置1181采面运输巷，在回风下山与材料下山联络巷沿煤层倾斜方向布置1181回风巷，二巷通过1181切眼贯通后构成1181首采工作面。为了保证矿井的生产接替，布置1182采面作为1181的接替面。在副斜井井底布置井底水仓，形成排水系统。
　　　后期开采
　　　在井+1314m标高，作下煤组石门距离14号煤层底板15m岩层中后，布置三条上山至+1376m标高，三条上山之间采用联络巷贯通，形成开采12号和14号煤层上山部分的通风、运输系统。
　　　通风方式：并列式通风，通风方法抽出式。
　　　井筒特征及服务范围见表1-4-3。
 

　　　2、采区布置
　　　（1）水平与采区划分
　　　水平划分
　　　划分原则
　　　①有足够的可采储量以满足水平服务年限；
　　　②结合煤层赋存条件和构造条件，有利于井田开拓布置和适应炮采工作面的布置；
　　　③有利于减少井巷总工程量和简化生产环节。
　　　④充分利用现有工程巷道。
　　　根据水平划分原则和矿井开拓布置，矿井划分为一个水平（+1314m）。
　　　3.采区划分
　　　矿井可采煤层有4层煤，煤层倾角6°，采用分煤组布置，上煤组为M8、M9煤层，下煤组为M12、M14煤层，每组煤采用联合布置开采，矿井划分为三个采区开拓全井田，上煤组划分为一个采区，下煤组划分为2个采区。
　　　详见开拓系统平、剖面图。
　　　（2）采区布置
　　　投产采区为一采区，采用双翼布置，分层开采，先开采上煤层M8煤层，后开采煤层M9煤层。
　　　（3）开采顺序
　　　采区间的开采顺序：一采区→二采区→三采区。
　　　煤层间开采顺序为：M8煤层→M9煤层→M12煤层→M14煤层。
　　　4、采煤工艺及主要设备
　　（1）采煤工艺
　　　矿井生产能力15万t/a，开采煤层为薄-中厚煤层，煤层平均倾角为6°，可采煤层均为稳定-较稳定煤层，煤层平均厚度1.3m、1.5m、1.1m、1.2m。由于首采面的1181回风巷和1181运输巷已按炮采布置，首采工作面采用炮采，以后回采工作面采用机采。
　　　首采工作面为炮采，运输巷、回风巷净断面积为5.28m2。以后工作面采用机采，运输巷净断面积为8.1m2，回风巷净断面积为8.1m2，在井底车场附近设计配电点。建议矿井补做采掘机械化项目建设方案的专项设计。
　　　设计首采煤层为M8号煤层，煤厚1.3m，设计采高1.3m,采用全部垮落法管理顶板。设计工作面配备DZ16-30/100单体液压支柱，支撑高度为1600～1005mm，工作阻力为30t/根，选用HDJA—1000型金属铰接顶梁。设计“三、四”排控顶，齐梁齐柱布置。排距1.0m，柱距0.8m，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m。放顶步距1.0m。
　　　机采工作面（M8煤层）采高1.3m，采用MG80-200-WD型采煤机割煤，截深0.6m。工作面选用DW14－30/100型单体液压支柱，配套选用HDJA—1200型金属铰接顶梁支柱排距1.2m、柱距1.0m，“四、五”排支护，最大控顶距6.2m，最小控顶距5.0m。采用JH-8回柱绞车回柱，全部垮落法管理顶板。全部垮落法管理顶板。
　　　（2） 炮采工作面主要设备配备
　　　回采工作面配GMZ—1.2型煤电钻2台，采用放炮落煤，工作面采用SGB-620/30型刮板输送机运输，1181运输巷DTL65/15/30皮带运输，采用JH2回柱绞车回柱。首采工作面主要设备配备见表1-4-6。
 

　　　（3）机采工作面主要设备配备
　　　采用一台MG80-200-BW型双滚筒采煤机，电机功率200kW，工作面采用一台SGB150刮板运输机，运输巷选用DSP-1010/650型胶带运输机一台，工作面下部运输选用一台SZQ30转载机，采用JH2-8回柱绞车回柱，运输巷采用型号为RBN80/31.5乳化泵。采用机采，因为巷道断面异常，超前支护选用HSJD600-2和DW-22-300/100支柱。机采工作面主要设备配备见表1-4-7。

 

　　1.4.4.5 建设工期

　　根据矿井开拓布置及移交时井巷工程量为3003m，剩余工程量为0m。故无剩余井巷建设工期，考虑设备安装期1个月，联合试转期2个月，剩余工期为3个月。

　　1.4.5 提升、排水、压缩空气、通风、瓦斯抽放系统

　　1.4.5.1 提升运输设备

　　主斜井选用DTL80/15/2×40固定式胶带输送机，其技术参数：B=800mm，Q=150t/h，α=9°，L=400m，V=1.6m/s，N=2*40kw，电压380V;上煤组运输上山选用DTL80/15/2×40固定式胶带输送机，其技术参数：B=650mm，Q=150t/h，α=4°，L=400m，V=1.6m/s，N=22kw，电压380V;运输平巷选用DSJ65/15/30型皮带输送机，其技术参数：B=650mm，Q=150t/h，α=0°，L=310m，V=1.6m/s，N=30kw，电压380V。

　　副斜井选用JTP-1.2×1.0-24型提升绞车;上煤组材料上山选用JTB1.0-0.8型矿用绞车;矿井选用MG1.0-6型1t固定式矿车运输矸石，选用MC1-6A材料车和MP3-6A型平板车运输材料和设备。

　　1.4.5.2 排水设备

　　该矿为斜井开拓，选用3台100DF-45×3型水泵，流量85m3/h，扬程135m，配套防爆电动机功率55kw，电压660V;正常涌水时1台工作，1台备用，1台检修。最大涌水时2台工作。。敷设排水管路为两趟，工作排水管选用内径125mm，壁厚10mm的PF管，备用排水管选用内径150mm，壁厚10mm;的PE管。排水管从水泵房经管子道沿副斜井铺设至地面。

　　1.4.5.3 压缩空气设备

　　选用空压机型号为BLJ100AG/8型螺杆式空压机3台，保证2台工作,1台备用，空压机技术参数：额定排气量13.1m3/min，额定排气压力0.8Mpa，电机功率75kW。

　　压风主管路选用无缝钢管Φ108×4，长1500m。沿副斜井铺设至井下，再放射式铺设至各采区、各工作面及作业点。每100米设置一组出口闸阀及减压阀，出风口及减压阀与防尘管路出水口错开，形成每50米有一个出水或出风口。

　　1.4.5.4 通风设备

　　矿井选用FBCDZ-6-№15B型防爆对旋式轴流通风机二台，一台工作，一台备用。主要通风机性能参数：风量23.3-51.7m3/s，风压617-2340Pa，叶片安装角度40/32°~55/47°，功率2×55kW。

　　1.4.5.5 瓦斯抽放设备

　　开采投产时期的高、低负压均选用2BEC40抽放泵各2台，转速340 r/min，最大抽气速率80.8 m3/min，均选择配套电机，电机功率为110Kw。由于采用的瓦斯参数不能代表矿井实际参数，因此经综合抽放后可采煤层仍具有突出危险性以及瓦斯涌出大，威胁矿井安全生产，矿井必须更换大的抽放泵，确保矿井安全生产。在开采投产时期外的其它区域时，矿井必须更换为2BEC40抽放泵，以满足矿井安全要求。

　　高负压系统：投产时期抽放管主管DN=0.161m，选择主管型号为DN200;采面支管DN=0.131m，选择支管型号为DN150;掘进支管DN=0.072m，选择主管型号为DN100;管材选用专用PVC阻燃抗静电瓦斯抽放管。

　　高负压系统：除投产时期之外的区域抽放管主管DN=0.260m，选择主管型号为DN300;采面支管DN=0.116m，选择支管型号为DN150;掘进支管DN=0.164m，选择主管型号为DN200;管材选用专用PVC阻燃抗静电瓦斯抽放管。

　　低负压系统：投产时期抽放管主管DN=0.141m，选择主管型号为DN200，采面支管DN=0.141m，选择支管型号为DN150;管材选用专用PVC阻燃抗静电瓦斯抽放管。

　　低负压系统：除投产时期之外的抽放管主管DN=0.268m，选择主管型号为DN300，采面支管DN=0.268m，选择支管型号为DN300;管材选用专用PVC阻燃抗静电瓦斯抽放管。

　　1.4.5.6 矿山救护

　　根据《煤矿安全规程》第493条规定，矿山救护队至服务矿井的距离以行车时间不超过30min为限。三德煤矿与安顺市矿山救护队签定救护协议。

　　三德煤矿设计生产能力为15万吨/年，应组建编制为10人的专职矿山救护队，其中队长1人、副队长1人、队员7人、保管员1人。

　　1.4.6 井上下主要运输设备

　　1.4.6.1 地面运输方式

　　该矿井所需的各种原材料、设备等均由公路运进。由于社会汽车运输力量富裕，矿井生产煤炭主要运用社会汽车运输。

　　1.4.6.2 井下主要、辅助运输方式及设备

　　该矿井采用斜井开拓方式，主斜井选用DTL80/15/2×40固定式胶带输送机承担煤炭从井下至地面的运输任务，副斜井选用JTP-1.2×1.0-24型提升绞车承担矸石、人员、材料、设备等运输。

　　材料流向：

　　A: 地面材料场(矿车)→副斜井(绞车)→1332联络巷(矿车) →上煤组材料上山(绞车)→1182运输巷掘进工作面(调度绞车)。

　　B: 地面材料场(矿车)→副斜井(绞车)→1332联络巷(矿车) →上煤组材料上山(绞车)→1182回风巷掘进工作面(调度绞车)。

　　C: 地面材料场(矿车)→副斜井(绞车)→1332联络巷(矿车) →上煤组材料上山(绞车)→ 1181回风巷(调度绞车)。

　　掘进矸石流向：

　　A：1182运输巷掘进工作面(调度绞车)→上煤组材料上山(绞车)→1332联络巷(矿车)→副斜井(绞车)→矸石场(矿车)。

　　B：1182回风巷掘进工作面(调度绞车)→上煤组材料上山(绞车)→1332联络巷(矿车)→副斜井(绞车)→矸石场(矿车)。

　　煤炭运输路线：

　　采煤工作面(刮板输送机)→1181运输巷(转载机)→1181运输巷(皮带)→上煤组运输上山(皮带)→主斜井(皮带)→地面煤仓。

　　1.4.7 供电及通讯

　　1.4.7.1 供电电源

　　矿井建设规模为15万吨/年，根据《煤矿安全规程》规定，矿井应采用双回路供电。该矿井设计采用双回路供电，两回路引至10KV变电所的不同的母线段，至矿区工业场地长度约4km，导线截面采用LGJ-95型钢芯铝绞线。矿井形成双回路供电，电源稳定、可靠。

　　1.4.7.2 电压 电力负荷 送变电方式

　　(1)供电电压

　　地面变电所内安装4台变压器作井下负荷供电电源，其中2台(1用1备)KS11-100/10/0.69型变压器专向局部通风机供电，另2台(1用1备)KS11-500/10/0.69型变压器向井下除局部通风机以外负荷供电。

　　地面低压为380V、220V等，井下低压等级660V、127V等。

　　(2)电力负荷

　　矿井设备总台数68台，工作台数51台，设备总容量1610.3kw，设备工作容量1194.5kw，有功功率875.34kw，无功功率766.22kVar，视在功率1163.32kVA，吨煤电耗29.18kwh/t，年总电耗4869700kwh。

　　1.4.7.3 地面供配电

　　地面变电所，包括低压配电室、高压配电室、检修工具间及器材存放间等，地面变压器为露天布置，变电所设围墙。

　　设计地面变电所安装两台S11-400/10/0.4kV变压器供地面设备和照明用电，两台变压器同时使用。当一台变压器故障停止运行时，另一台变压器的总负荷保证系数为59%，安全负荷保证系数为190%。地面供电变压器中性点接地。

　　地面低压动力供电电压为380V，照明电压220V。低压母线采用单母线分段，选用低压开关柜。通风机、瓦斯泵一类负荷及主井皮带机、副井提升机、空压机、监测监控等采用双回路(一用一备)电源供电，其余负荷为单回路供电，矿井生产和生活用电分开，主要通风机、瓦斯泵房、地面变电所、空压机房、调度室设应急照明。地面变电所设接地网。所有配电线路采用电缆出线方式。

　　1.4.7.4 井下供配电

　　地面变电所内安装4台变压器作井下负荷供电电源，其中2台(1用1备)KS11-100/10/0.69型变压器专向局部通风机供电，另2台(1用1备)KS11-500/10/0.69型变压器向井下除局部通风机以外负荷供电

　　井下采用5回(2回局扇、1回采面负荷、2回其他负荷)低压下井，其中从KS11-100/10/0.69型变压器低压回路各引1回锻压电缆专供局部通风机，形成双电源。从KS11-500/10/0.69型变压器低压母线段上各引1回锻压电缆向井下除局部通风机及采面负荷供电。从KS11-500/10/0.69型变压器低压母线段上引1回低压电缆直接向井下采面负荷供电。低压母线接线方式采用单母线分段，两段母线分列运行。井下配电点内设有KBZ型馈电开关、ZBZ-2.5M型照明综合保护器、4台井下电源总开关自带漏电继电器作绝缘监测及漏电保护。井下低压电压为660V、127V，各设备用电由各配电点采用放射式供电，工作局部通风机实行三专供电并采用双风机双电源运行方式，配置风电闭锁、瓦斯电闭锁。井下固定照明电压为127V。照明灯选用KBY-20/127型防爆荧光灯。

　　电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的外壳、构架(包括电缆的铠装、铅皮、接地芯线)等必须有保护接地，在井底车场主、副水仓中各设1块主接地极(主接地极为面积不小于0.75m2，厚度不小于5mm的镀锌钢板);各配电点均在巷道水沟内或其它就近潮湿处设置局部接地极(设置在水沟中的局部接地极为面积不小于0.6m2，厚度不小于3mm的镀锌钢板或等效面积的镀锌钢管，其它地点的局部接地极为直径不小于35mm，长度不小于1.5m且外有20个φ5以上孔的钢管)。所有电气设备的保护接地点的接地电阻不得超过2Ω，每个移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1Ω。(详见供电系统图)。

　　1.4.7.5 安全监控与计算机管理

　　(1)安全监控

　　为确保安全生产、提高矿井治理瓦斯灾害的装备水平，矿井安全监测装置选用KJ101N型一套(主机两套)。地面中心站配有监测主机、传输接口、打印机、等设备。该系统能实时连续地监测井下环境安全参数，监测参数可长期连续存储并自动进行统计分析。系统监测的有害参数超限时，能自动报警，井下分站能可靠地实现瓦斯闭锁功能。

　　(2)计算机管理

　　该矿井为小型矿井，计算机管理系统设计选用2台微型计算机，一台设置在调度室，作为生产管理用，另一台设置在财务，作为财务管理用。

　　(3)人员定位系统

　　设计安装一套KJ128A型煤矿人员管理系统，可对井下人员情况进行全面监测。该系统采用先进的短距离无线传输技术，能够有效地实现对井下人员和移动目标的跟踪和监测。通过人员当前位置的跟踪记录，便于在紧急情况下就近搜索被困人员，实施及时的救护，有利于矿山企业加强井下人员管理和安全管理。跟踪数据还可以通过WEB发布，远程计算机通过浏览器即可查询和浏览相关信息。

　　1.4.7.6 通讯及铁路信号等

　　设生产调度交换机1台，其型号为KJT3-60 型，调度交换机设在地面调度室内。

　　井下配电所、绞车室、上下车场、区段甩车场、采煤工作面上下口、调车场、错车场、各掘进工作面、、石门均安装电话机，其型号为HAK-I型防爆矿用电子电话机。下井的通讯干线选用两根MHYBV-20×2/0.8型通讯电缆，接至电话机的支线，选用HUJYV-1×2×7/0.28型通讯电缆。

　　矿长室、生产管理部门、矿井变电所、主通风机房、安全监察部门等设生产调度电话机，与调度交换机相连。

　　中国联通，移动通讯信号已覆盖矿区，可利用无线电话对外通讯。

　　1.4.8 地面辅助生产系统

　　1.4.8.1 原煤进仓装车系统

　　来自主斜井井口带式输送机的原煤直接进入筛分选矸车间。筛分选矸车间布置一台YAH1536型圆振动筛对原煤进行±50mm分级，块煤经铲车送到块煤储煤场露天堆放等待装车外运，-50mm煤由铲车送到储煤场露天堆放等待装车外运。

　　1.4.8.2 洗选加工系统

　　根据各煤层的化学性质和工艺性能，其具有广泛用途，可用于动力用煤，化工用煤及民用煤，煤矸石可考虑作水泥、低温烧制地板砖，生产有机复合肥料和微生物肥料等。

　　由于该矿井型小，矸石一般处理在井下，设计在地面贮煤场进行人工选矸。设计在地面建立粒度筛分装置，对块煤进行筛选，增加销售收入。

　　1.4.8.3 矸石排放系统

　　矿井年排矸率按10%，设临时排矸场，距井口约110m，手选矸石及掘进矸石经窄轨由电机车牵引矿车运至临时排矸场院附近，再经铲车二次堆弃。矸石主要用于当地矸砖厂生产矸砖用。

　　1.4.8.4 供排水系统

　　1、供水系统

　　1)供水水源

　　(1)生活用水水源

　　矿井工业场地内生产、生活消防为同一管道供水系统。在矿井西侧溪沟水处设置一个蓄水池(池底标高1460m)，矿井取水点距离矿井工业广场约0.19km，旱季时水量40-60m3/h，经处理后达到《生活饮用水卫生标准》(GB5749—85)，作生活饮用水，经计算地面生产生活消防用水量为718.89 m3/d，(其中生产81 m3/d，生活上204.89m3/d，消防432m3/d)，30 m3/h，满足用水要求。

　　(2)井下消防洒水用水水源

　　矿井水经过处理后作地面、井下生产消防用水。矿井水正常涌水量30m3/h，矿井井下生产消防用水量为432 m3/d(18m3/h)，水量能满足供水要求。

　　2)给水工程

　　(1)矿井用水量计算

　　矿井用水标准及用水量按《煤炭工业小型矿井设计规范》、《建筑设计防火规范》的有关要求执行并计算。经计算，矿井达产后总用水量1149.89m3/d，其中生活204.89m3/d;地面生产、井下防尘洒水等用水量297m3/d;消防用水量576m3/d，详见表1-4-9。

　　(2)供水方式与水源地工程

　　根据该矿井范围内水资源条件及矿井用水量估算和前述水源情况，结合现场调查了解，为确保该矿井安全供水，设计采用溪沟水作该矿井生活、生产、消防用水永久水源。能满足矿井用水。

　　(3)地面生活、生产消防用水

　　矿井水经过处理后作地面、井下生产消防用水。矿井水正常涌水量30m3/h，矿井井下生产消防用水量为432 m3/d(18m3/h)，水量能满足供水要求。

　　(4)井下生产用水系统

　　设计在工业场地附近设一座500m3地面、井下洒水消防水池，其池底标高+1415m，井下最高用水标高为1358m，高差为57m，水压满足使用要求。井下管路由地面从副斜井进入，主供水管道选用Φ108×4mm热轧无缝钢管，支管选用Φ57×3.5mm热轧无缝钢管;主供水管道和支管采用快速接头连接，管道均沿巷侧地面敷设。

　　井、上下消防用水不足部分由自来水补给。

　　2、排水系统

　　1)生产、生活污废水来源

　　该矿井生产、生活污废水主要来自矿井生产、生活及井下排水。

　　2)生产、生活污废水及井下水处理

　　(1)生活污水处理

　　主要包括职工生活污水、食堂污水和浴室污水，采用沼气化粪池做初级生化处理后排入地埋式生活污水处理装置进行二级生化处理达标后，通过排水暗沟排放。

　　(2)井下水处理

　　根据矿井井下排水量，设井下水处理站，规模为50m3/h，采用混凝沉淀处理工艺，经井下水处理站处理达标后的井下水主要用于矿井下消防洒水，多余部分排放。其工艺流程如下：、

　　　1.4.8.5 井口降温采暖系统
　　　1、井口降温系统
　　　本设计暂不考虑井口降温系统。
　　　2、井口采暖系统
　　　本设计暂不考虑井口采暖系统。
　　　1.4.9 地面设施
　　　1.4.9.1 工业建筑物与构筑物
　　　1、工业建筑物与构筑物
　　　①坑木加工场、地面变电所等建筑物层数均为一层，且跨度小、荷载小。根据经济合理、安全适用的原则，故采用砖混结构。
　　　②各种水池、煤仓等。采用钢筋砼结构。
　　　③压风机房、机修车间、瓦斯抽放泵房层数均为一层，但跨度大、荷载大，故采用框架结构。
　　　2、行政与公共建筑
　　　（①行政、公共建筑设置
　　　矿井设有综合办公楼、调度楼、单身宿舍、救护队、食堂、浴室等。
　　　②行政、公共建筑结构型式
　　　办公综合楼、调度楼、单身宿舍采用框架结构，救护队、食堂、浴室等采用砖混结构。
　　　3、生活区
　　　矿井的主要文教、卫生设施、居住区和其它公共实施可依托社会，不再新建。建议地方政府对包括该矿井在内的新建工业企业的居住区和相应公共设施结合地方政府城镇发展规划组织统一规划、统一建设。矿井内仅设置单身公寓、招待所，用于解决单身职工的食宿问题。
　　　详见：工业场地总平面布置图
　　　1.4.9.2 建筑材料
　　　井下供水水池及地面供水水池、井下水自然沉淀池为钢筋混泥土结构，其它建筑均采用砖混结构，基础为条形毛石基础。
　　　1.4.10瓦斯利用
　　　根据贵州省政府办公厅黔府办发[2008]85号文的规定。“凡批准设计生产能力在15万吨/年及以上的高瓦斯、突出矿井，其瓦斯综合利用应与安全设施同时设计、同时施工、同时验收及使用，峻工验收时，必须实现瓦斯利用”。根据该矿的实际情况，抽放的高负压瓦斯可用为供给该矿燃气锅炉，抽放的低负压瓦斯可用为瓦斯发电。
　　　瓦斯是一种能源，若将其排空不仅是一种浪费，而且严重污染大气质量，造成温室气体。预测矿井瓦斯涌出量较小，目前矿井暂时不考虑瓦斯利用，今后瓦斯涌出量大，涌出稳定时可考虑利用，需另行设计。
　　　1.4.11 技术经济
　　　1.4.11.1 劳动定员汇总表
　　　矿井设计生产能力15万t /a，日产原煤455t，年工作日330d，井下四班作业，地面三班作业，全矿劳动定员在籍人数284人，其中原煤生产人员在籍人数262人。矿井劳动定员详见表1-4-11。

§2 矿井开拓与开采
　　　本安全专篇只针对一采区，其它采区开采时将另行设计。
§2.1 煤层埋藏及开采条件
　　　2.1.1 地质构造及特征
　　　2.1.1.1 地层
　　　矿区及周边出露地层由老到新有：二叠系中统茅口组（P2m）、龙潭组（P3l）、长兴组（P3c），三叠系下统夜郎组（T1 y）和第四系（Q）。《注：利用邻区资料》见表2—2。矿区出露地层由老到新有二叠系上统龙潭组（P3l）和第四系（Q）。现分述如下：
　　　1）茅口组（P2m）
　　　主要岩性为深灰色～浅灰色灰岩，隐晶～显晶结构，薄～中厚层状，水平层理，具缝合线构造，产腕足类、蜓等动物化石，含少量燧石团块。区内无出露，钻孔只揭露十余米，地层厚度不详，与上覆龙潭组地层呈假整合接触。矿区内无出露。
　　　2）龙潭组（P3 l）
　　　主要由浅灰色、灰色及深灰色，薄至中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、石灰岩、泥质灰岩组成，夹炭质泥岩、煤层。含腕足类及瓣鳃类动物化石，产栉羊齿Pecopteris Brongninart SP.及蕉羊齿Compsopteris Zalessky SP.等大量植物化石。矿区内出露不全，只在北西边界出露龙潭组中上部分，一般厚度约363m左右。
　　　3）长兴组（P3 c）
　　　深灰色，燧石灰岩、泥质灰岩及石灰岩，隐晶—显晶结构，中厚层状，上部含燧石团块，产中华准全形贝Enteletina Sinensis(Huong)等动物化石，顶部含2～4层黄绿色蒙脱石泥岩。一般厚度约12—16m，矿区内无出露。
　　　4）夜郎组（T1 y）
　　　矿区内无出露。根据岩性组合自下而上共分为三段：
　　　①沙堡湾段（T1y1）
　　　深灰色、灰绿色，粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩。薄层状～中厚层状，水平层理、小型交错层理，上部夹泥质灰岩薄层，含克氏克氏蛤Claraia Clarai等动物化石，一般厚度10m左右。
　　　②玉龙山段（T1y2）
　　　以石灰岩、泥质灰岩为主，夹粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、钙质泥岩，区内出露较多，厚度一般324m，根据岩性分为上、下两个亚段：
　　　下亚段以薄～中厚层状泥质灰岩为主，夹泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及钙质泥岩薄层，厚度28.67～48.5m，一般厚38m左右。
　　　上亚段以中厚层状石灰岩为主，广泛出露于本勘查区内，多形成孤山，厚度246.51～305.35m，一般286m左右。
　　　③九级滩段（T1y3）
　　　灰紫色、紫红色泥岩、粉砂质泥岩及灰色石灰岩组成，薄至中厚层状，水平层理及交错层理，石灰岩一般位于中部，含王氏克氏蛤（Claraia wangi）等动物化石，勘查区内有出露，厚度一般19m。
　　　2.1.1.2 煤系地层及含煤性
　　　矿区内龙潭组（P3l）地层含煤层一般11～16层，含大部可采煤层4层，编号为8、9、12、14煤层，可采总厚度3.80～7.50m，平均4.60m，含煤系数约3.77%。根据邻区资料其它煤层为零星可采煤层,且煤层不稳定。
　　　2.1.1.3 煤系地层走向、倾向、倾角及其变化规律
　　　矿区位于大威林岭背斜南东翼，地层具波状褶曲，地层走向为北东—南西，倾向150～160°，倾角为4～7°，一般6°。
　　　矿井区内，在横向上煤层层数及煤层全层总厚度均无明显变化。
　　　在垂向上煤层变化较大，龙潭组上部和下部石灰岩、泥质灰岩较多，中部石灰岩较少，以砂泥岩居多，矿区内可采煤层分布于龙潭组地层的中下部。
　　　2.1.1.4 断层、褶曲、陷落柱、剥蚀带发育情况及其分布规律
　　　1、褶曲及断裂构造
　　　煤层产状与地层产状一致，为一缓倾斜单斜构造。矿区内地表未发现大的褶曲和断层。仅在回风大巷接近风井井口100m处见1条小断层，呈N—S走向，倾向近W向，倾角约80°，断距0～3m，为一正小断层。
　　　2、陷落柱
　　　目前区内未发现陷落柱。
　　　3、剥蚀带
　　　目前区内未发现剥蚀带。
　　　2.1.1.5 火成岩侵入情况及对煤层和煤层顶底板的影响
　　　矿方未提供相关资料。
　　　2.1.1.6 构造类型
　　　三德煤矿矿区煤层产状与地层产状一致，为一缓倾斜单斜构造。矿区内地表未发现大的褶曲和断层。仅在回风大巷接近风井井口100m处见1条小断层，呈N—S走向，倾向近W向，倾角约80°，断距0～3m，为一正小断层。
　　　总的来说，矿区地质构造属简单类型。
　　　2.1.1.7 矿井水文条件
1、含水层及隔水层
　　　（1）二叠系中统茅口组灰岩（P2m）～强含水层
　　　岩性以中厚层状石灰岩为主，厚度不详。矿井区内未见该地层出露于地表。与煤系地层间有峨嵋山玄武岩组（P3β）相隔，为相对隔水层，具体厚度不详。建议业主加大勘探力度，查明该层情况，指导安全生产。
（2）二叠系上统龙潭组(P3l)～弱含水层
地层呈带状出露于矿区西部及外围，岩性以细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩等碎屑岩为主，夹数层煤层。该组平均厚度约196m。
由于以碎屑岩为主，岩石含泥质成分多，因而岩石普遍抗风化能力弱，露头区有较厚的强～中风化带，易渗入大量大气降水，含浅层风化裂隙潜水，越往深部，岩石裂隙发育程度减弱，岩石含水性相应降低，仅含微弱
基岩风化裂隙水和构造裂隙水，该组为一弱含水层。水文地质测绘见水点2个，见老窑7个，其中老窑1顶板滴水，但流量为0.013 l/s。
（3）二叠系上统长兴（P3c）—中等含水层
　　　该组呈条带状出露于矿区东部，岩性以燧石灰岩主，全组平均厚约15m。露头区灰岩遭受风化作用和岩溶作用较强烈，岩溶裂隙发育，含较丰富的岩溶裂隙水，为中等含水层。矿井区内未见该地层出露于地表。
（4）第四系(Q)—弱含水层
　　 仅残留于山谷、溪沟、洼地及山间斜坡一带。碎屑岩的残积、坡积及
冲积物厚度一般小于10m，仅含微弱孔隙潜水。调查中未发现泉点，总体上该层为一弱含水层。
　　　2.1.2 煤层及煤质
　　　2.1.2.1 煤层赋存情况（包括可采煤层层数、厚度、倾角、结构、节理、层理发育情况、顶、底板岩性特征等）
　　　矿区内龙潭组（P3l）地层含煤层一般11～16层，含大部可采煤层4层，编号为8、9、12、14煤层，可采总厚度3.80～7.50m，平均4.60m，含煤系数约3.77%。根据邻区资料其它煤层为零星可采煤层,且煤层不稳定。
　　　矿井区内，在横向上煤层层数及煤层全层总厚度均无明显变化。
　　　在垂向上煤层变化较大，龙潭组上部和下部石灰岩、泥质灰岩较多，中部石灰岩较少，以砂泥岩居多，矿区内可采煤层分布于龙潭组地层的中下部。
　　　2）煤层
　　　矿区内煤层及其层间距变化情况参照邻区煤层及煤层间距情况统计表1-4-2，其中M 8、M 9、M 12、M 14煤层为该矿主要可采煤层，其它煤层矿井无资料。现分述如下：
　　　M8煤层
　　　位于龙潭组（P3l）中上部，煤层厚度1.25～1.35m，平均厚度1.30m，煤层采用厚度1.30m，该煤层控制程度低，较稳定，全区可采。
　　　M9煤层
　　　位于龙潭组（P3l）中上部，上距8号煤层10m左右，可采点16个；煤层厚度1.30～1.67m，平均厚度1.60m，煤层一般不含夹矸，局部夹1层夹矸，岩性为泥岩。较稳定，全区可采。
　　　M12煤层
　　　位于龙潭组（P3l）中部，上距10号煤层15m左右，可采点4个；煤层厚度为0.65～1.30m，平均厚约0.85m，煤层结构较简单，该煤层控制程度低，厚度变化不大，较稳定，大部可采。
　　　M14煤层
　　　位于龙潭组（P3l）中下部，上距12号煤层约21m左右，可采点1个；平均厚约0.88m，含0～1层泥岩夹矸，煤层结构较简单，该煤层控制程度低，据区域资料该煤层厚度变化大，较稳定，大部可采。
　　　矿区可采煤层特征见表2-1-2。
　　表2-1-2 可采煤层特征表

§2 矿井开拓与开采
　　　本安全专篇只针对一采区，其它采区开采时将另行设计。
§2.1 煤层埋藏及开采条件
　　　2.1.1 地质构造及特征
　　　2.1.1.1 地层
　　　矿区及周边出露地层由老到新有：二叠系中统茅口组（P2m）、龙潭组（P3l）、长兴组（P3c），三叠系下统夜郎组（T1 y）和第四系（Q）。《注：利用邻区资料》见表2—2。矿区出露地层由老到新有二叠系上统龙潭组（P3l）和第四系（Q）。现分述如下：
　　　1）茅口组（P2m）
　　　主要岩性为深灰色～浅灰色灰岩，隐晶～显晶结构，薄～中厚层状，水平层理，具缝合线构造，产腕足类、蜓等动物化石，含少量燧石团块。区内无出露，钻孔只揭露十余米，地层厚度不详，与上覆龙潭组地层呈假整合接触。矿区内无出露。
　　　2）龙潭组（P3 l）
　　　主要由浅灰色、灰色及深灰色，薄至中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、石灰岩、泥质灰岩组成，夹炭质泥岩、煤层。含腕足类及瓣鳃类动物化石，产栉羊齿Pecopteris Brongninart SP.及蕉羊齿Compsopteris Zalessky SP.等大量植物化石。矿区内出露不全，只在北西边界出露龙潭组中上部分，一般厚度约363m左右。
　　　3）长兴组（P3 c）
　　　深灰色，燧石灰岩、泥质灰岩及石灰岩，隐晶—显晶结构，中厚层状，上部含燧石团块，产中华准全形贝Enteletina Sinensis(Huong)等动物化石，顶部含2～4层黄绿色蒙脱石泥岩。一般厚度约12—16m，矿区内无出露。
　　　4）夜郎组（T1 y）
　　　矿区内无出露。根据岩性组合自下而上共分为三段：
　　　①沙堡湾段（T1y1）
　　　深灰色、灰绿色，粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩。薄层状～中厚层状，水平层理、小型交错层理，上部夹泥质灰岩薄层，含克氏克氏蛤Claraia Clarai等动物化石，一般厚度10m左右。
　　　②玉龙山段（T1y2）
　　　以石灰岩、泥质灰岩为主，夹粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、钙质泥岩，区内出露较多，厚度一般324m，根据岩性分为上、下两个亚段：
　　　下亚段以薄～中厚层状泥质灰岩为主，夹泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及钙质泥岩薄层，厚度28.67～48.5m，一般厚38m左右。
　　　上亚段以中厚层状石灰岩为主，广泛出露于本勘查区内，多形成孤山，厚度246.51～305.35m，一般286m左右。
　　　③九级滩段（T1y3）
　　　灰紫色、紫红色泥岩、粉砂质泥岩及灰色石灰岩组成，薄至中厚层状，水平层理及交错层理，石灰岩一般位于中部，含王氏克氏蛤（Claraia wangi）等动物化石，勘查区内有出露，厚度一般19m。
　　　2.1.1.2 煤系地层及含煤性
　　　矿区内龙潭组（P3l）地层含煤层一般11～16层，含大部可采煤层4层，编号为8、9、12、14煤层，可采总厚度3.80～7.50m，平均4.60m，含煤系数约3.77%。根据邻区资料其它煤层为零星可采煤层,且煤层不稳定。
　　　2.1.1.3 煤系地层走向、倾向、倾角及其变化规律
　　　矿区位于大威林岭背斜南东翼，地层具波状褶曲，地层走向为北东—南西，倾向150～160°，倾角为4～7°，一般6°。
　　　矿井区内，在横向上煤层层数及煤层全层总厚度均无明显变化。
　　　在垂向上煤层变化较大，龙潭组上部和下部石灰岩、泥质灰岩较多，中部石灰岩较少，以砂泥岩居多，矿区内可采煤层分布于龙潭组地层的中下部。
　　　2.1.1.4 断层、褶曲、陷落柱、剥蚀带发育情况及其分布规律
　　　1、褶曲及断裂构造
　　　煤层产状与地层产状一致，为一缓倾斜单斜构造。矿区内地表未发现大的褶曲和断层。仅在回风大巷接近风井井口100m处见1条小断层，呈N—S走向，倾向近W向，倾角约80°，断距0～3m，为一正小断层。
　　　2、陷落柱
　　　目前区内未发现陷落柱。
　　　3、剥蚀带
　　　目前区内未发现剥蚀带。
　　　2.1.1.5 火成岩侵入情况及对煤层和煤层顶底板的影响
　　　矿方未提供相关资料。
　　　2.1.1.6 构造类型
　　　三德煤矿矿区煤层产状与地层产状一致，为一缓倾斜单斜构造。矿区内地表未发现大的褶曲和断层。仅在回风大巷接近风井井口100m处见1条小断层，呈N—S走向，倾向近W向，倾角约80°，断距0～3m，为一正小断层。
　　　总的来说，矿区地质构造属简单类型。
　　　2.1.1.7 矿井水文条件
1、含水层及隔水层
　　　（1）二叠系中统茅口组灰岩（P2m）～强含水层
　　　岩性以中厚层状石灰岩为主，厚度不详。矿井区内未见该地层出露于地表。与煤系地层间有峨嵋山玄武岩组（P3β）相隔，为相对隔水层，具体厚度不详。建议业主加大勘探力度，查明该层情况，指导安全生产。
（2）二叠系上统龙潭组(P3l)～弱含水层
地层呈带状出露于矿区西部及外围，岩性以细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩等碎屑岩为主，夹数层煤层。该组平均厚度约196m。
由于以碎屑岩为主，岩石含泥质成分多，因而岩石普遍抗风化能力弱，露头区有较厚的强～中风化带，易渗入大量大气降水，含浅层风化裂隙潜水，越往深部，岩石裂隙发育程度减弱，岩石含水性相应降低，仅含微弱
基岩风化裂隙水和构造裂隙水，该组为一弱含水层。水文地质测绘见水点2个，见老窑7个，其中老窑1顶板滴水，但流量为0.013 l/s。
（3）二叠系上统长兴（P3c）—中等含水层
　　　该组呈条带状出露于矿区东部，岩性以燧石灰岩主，全组平均厚约15m。露头区灰岩遭受风化作用和岩溶作用较强烈，岩溶裂隙发育，含较丰富的岩溶裂隙水，为中等含水层。矿井区内未见该地层出露于地表。
（4）第四系(Q)—弱含水层
　　 仅残留于山谷、溪沟、洼地及山间斜坡一带。碎屑岩的残积、坡积及
冲积物厚度一般小于10m，仅含微弱孔隙潜水。调查中未发现泉点，总体上该层为一弱含水层。
　　　2.1.2 煤层及煤质
　　　2.1.2.1 煤层赋存情况（包括可采煤层层数、厚度、倾角、结构、节理、层理发育情况、顶、底板岩性特征等）
　　　矿区内龙潭组（P3l）地层含煤层一般11～16层，含大部可采煤层4层，编号为8、9、12、14煤层，可采总厚度3.80～7.50m，平均4.60m，含煤系数约3.77%。根据邻区资料其它煤层为零星可采煤层,且煤层不稳定。
　　　矿井区内，在横向上煤层层数及煤层全层总厚度均无明显变化。
　　　在垂向上煤层变化较大，龙潭组上部和下部石灰岩、泥质灰岩较多，中部石灰岩较少，以砂泥岩居多，矿区内可采煤层分布于龙潭组地层的中下部。
　　　2）煤层
　　　矿区内煤层及其层间距变化情况参照邻区煤层及煤层间距情况统计表1-4-2，其中M 8、M 9、M 12、M 14煤层为该矿主要可采煤层，其它煤层矿井无资料。现分述如下：
　　　M8煤层
　　　位于龙潭组（P3l）中上部，煤层厚度1.25～1.35m，平均厚度1.30m，煤层采用厚度1.30m，该煤层控制程度低，较稳定，全区可采。
　　　M9煤层
　　　位于龙潭组（P3l）中上部，上距8号煤层10m左右，可采点16个；煤层厚度1.30～1.67m，平均厚度1.60m，煤层一般不含夹矸，局部夹1层夹矸，岩性为泥岩。较稳定，全区可采。
　　　M12煤层
　　　位于龙潭组（P3l）中部，上距10号煤层15m左右，可采点4个；煤层厚度为0.65～1.30m，平均厚约0.85m，煤层结构较简单，该煤层控制程度低，厚度变化不大，较稳定，大部可采。
　　　M14煤层
　　　位于龙潭组（P3l）中下部，上距12号煤层约21m左右，可采点1个；平均厚约0.88m，含0～1层泥岩夹矸，煤层结构较简单，该煤层控制程度低，据区域资料该煤层厚度变化大，较稳定，大部可采。
　　　矿区可采煤层特征见表2-1-2。
　　表2-1-2 可采煤层特征表

　　　2.1.2.2 煤层物理力学性质、结构及变化规律
　　　M8煤层：黑色，粉粒状及粉状，条带状至线理状结构，半亮型、半暗—半亮型，暗煤和少量亮煤夹少量镜煤条带组成。玻璃、似金属光择，参差状断口，裂隙较发育，质较软。
　　　M9煤层：黑色，粉状为主夹少量块状，条带状至线理状结构，半亮型、半暗—半亮型，亮煤和少量暗煤夹少量镜煤条带组成。玻璃、似金属光择，参差状断口，裂隙发育，质较软。
　　　M12煤层：黑色，块状、粉状、碎块状，条带状至线理状结构，半亮型、半暗—半亮型，亮煤和少量暗煤夹少量镜煤条带组成。玻璃、似金属光择，参差状断口、阶梯状断口，裂隙较发育，质较坚硬。
　　　M14煤层：黑色，块状、碎块状，条带状至线理状结构，半亮型、半暗—半亮型，亮煤和少量暗煤夹少量镜煤条带组成。玻璃、似金属光择，参差状断口、阶梯状断口，裂隙较发育，质较坚硬。
　　　2.1.2.3 煤层露头（含隐露头）及风化带情沉
　　　1、煤层露头
　　　可采煤层露头沿地表显现连续清析,呈连续性。
　　　2、风化带
　　　根据对矿区内老窑、巷探、浅部煤层露头的观察鉴别和参考邻区对龙潭组无烟煤的煤层风氧化带宽度采用值，确定本区可采煤层，以煤层露头线沿煤层倾斜方向平推30-50m作为风氧化带下界。
　　　2.1.2.4 煤质及煤种
　　　1、煤的物理性质
　　　M8煤层：黑色，粉粒状及粉状，条带状至线理状结构，半亮型、半暗—半亮型，暗煤和少量亮煤夹少量镜煤条带组成。玻璃、似金属光择，参差状断口，裂隙较发育，质较软；M9煤层：黑色，粉状为主夹少量块状，条带状至线理状结构，半亮型、半暗—半亮型，亮煤和少量暗煤夹少量镜煤条带组成。玻璃、似金属光择，参差状断口，裂隙发育，质较软；M12煤层：黑色，块状、粉状、碎块状，条带状至线理状结构，半亮型、半暗—半亮型，亮煤和少量暗煤夹少量镜煤条带组成。玻璃、似金属光择，参差状断口、阶梯状断口，裂隙较发育，质较坚硬；M14煤层：黑色，块状、碎块状，条带状至线理状结构，半亮型、半暗—半亮型，亮煤和少量暗煤夹少量镜煤条带组成。玻璃、似金属光择，参差状断口、阶梯状断口，裂隙较发育，质较坚硬。
　　　2、煤岩的特征
　　　宏观上观察煤层煤岩特征如下：煤层以半亮型为主，次为亮煤和暗煤。
　　　3、化学性质
　　　根据资源储量核实报告，煤质特征见下表（表2-1-3）。
　　　表2-1-3 煤质主要特征表（原煤）
　　　

　　　4、工艺性能
　　　该矿可采4层属低—中灰、中高硫、高热值无烟煤。以上各煤层煤炭均可作动力和民用煤。
　　　5、煤的洗选工艺特征及工业用途
　　　地质报告中未提供煤的可选性资料。
　　　6、煤类
　　　综上所述，该矿各主要可采煤层（M8、M9、M12、M14）均为无烟煤。
　　　7、其它有益矿产
　　　该矿区除煤炭资源外，未发现其它有益矿产，不存在对共（伴）生有用组分的利用。

§2.2 矿井主要灾害因素及安全条件
　　　2.2.1 煤层瓦斯赋存及规律、煤层瓦斯含量、压力、矿井瓦斯等级、矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性、其它有毒有害气体情况
　　　2.2.1.1 煤层瓦斯赋存及规律
　　　瓦斯在煤体中存在的状态有二种：一种叫游离状态，一种叫吸附状态。在天然条件下，煤体中以吸附状态贮存的瓦斯约占80-90%，以游离状态贮存的占10-20%，总体来说，瓦斯绝大部份是以吸附状态存在的。
　　　由于该矿井勘探程度较低，生产地质报告未提供瓦斯赋存相关资料。
　　　建议矿井计算测定瓦斯赋存情况，为矿井安全生产提供依据。
　　　2.2.1.2 煤层瓦斯含量
　　　瓦斯在煤层中的赋存形式一般以吸着状态为主，随着埋深的增加，沼气含量相应增加，在相同的埋藏深度的增加，沼气含量相应增高。根据预测各煤层瓦斯含量见下表：

　　　矿井虽然已揭煤，但未对揭煤煤层进程瓦斯测定。矿井周边没有相邻矿井，因此本次设计采用经验公式对可采煤层进行瓦斯预测，预测结果只为本次设计依据，不能代表矿井实际瓦斯含量。
　　　各煤层瓦斯含量随煤层埋藏深度越深，煤层中的瓦斯向地表运移的距离就越长，散失就越困难。同时，深度的增加也使煤层的压力的作用下降低了透气性，有利于保存瓦斯。在近代开采深度范围内，煤层的瓦斯含量随深度的增加而呈线性增加。
　　　由于矿井未做相关瓦斯测定，无法确定影响矿井瓦斯的因数。因此，矿井在建设生产过程中，及时测定相关瓦斯参数。同时结合矿井具体情况，做全面的调查和深入细致的分析研究，找出影响矿井瓦斯含量的主要因素，指导矿井安全生产。
　　　2.2.1.3矿井瓦斯等级
　　　瓦斯等级根据贵州省煤炭管理局文件黔煤生产字[2007]488号《对安顺市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》：矿井绝对瓦斯涌出量为1.99m3/min，相对瓦斯涌出量为26.23m3/t。二氧化碳绝对涌出量为0.43m3/min，相对涌出量为2.88m3/t。瓦斯等级为高瓦斯。
　　　2.2.1.4 矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性
　　　根据中国矿业大学对M8和M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定及黔煤呈生产字[2008]1078号文，黔能源煤炭[2011]610号文，M8煤层在目前矿界内开采标高+1305m水平以上不具有突出危险性，M9煤层在+1314m水平以上不具有突出危险性。M12和M14煤层没有鉴定。
　　　据黔安监管办字[2007]345号文件《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》，矿井区属煤与瓦斯突出危险区。该矿井一采区在M8、M9煤层鉴定部具有突出危险性的区域内按高瓦斯区域进行设计，未鉴定区域内按突出区域设计。矿井按煤与瓦斯突出进考虑。
　　　2.2.1.5 其它有毒有害气体情况
　　　根据矿井地质资料，井下有害气体主要有：瓦斯其含量以CH4最多，其次为CO2 重烃。地面有害气体主要有： SO2、CO、CO2。主要产生于锅炉燃煤。煤矿直接排放废气影响大气环境，因此必须采取有效措施降低排放浓度，达到《环境空气质量标准》（GB3095～1996）二级标准进行排放。
　　　2.2.2 煤层煤尘爆炸指数及爆炸危险性
　　　根据贵州省煤田地质局实验室2008年9月17日提供的M8和M9煤层自燃倾向性鉴定报告：M8、M9煤层均为煤尘无爆炸性。M12、M14煤层没有鉴定，本次设计按照煤尘有爆炸性进行设计。
　　　2.2.3 煤层自燃发火期和自燃倾向性
　　　根据贵州省煤田地质局实验室2008年9月17日提供的M8和M9煤层自燃倾向性鉴定报告：M8和M9煤层为三类不易自燃煤层，M12和M14煤层没有鉴定，本次设计按照煤层容易自燃进行设计。
　　　2.2.4 煤层顶、底板情况
　　　各可采煤层顶、底板岩性、岩石的工程地质特征分述如下：
　　　矿区内龙潭组（P3l）地层含煤层一般11～16层，含大部可采煤层4层，编号为8、9、12、14煤层，可采总厚度3.80～7.50m，平均4.60m，含煤系数约3.77%。根据邻区资料其它煤层为零星可采煤层,且煤层不稳定。
　　　M8煤层：顶板为灰、深灰色厚层状凝灰质粉砂岩及细砂岩，底板为深灰色中厚层状泥质粉砂岩、粉砂岩。
　　　M9煤层：顶板为灰、深灰色燧石灰岩，底板为深灰色中厚层状泥岩、粉砂岩、砂岩。
　　　M12煤层：顶板为灰、深灰色燧石灰岩，底板为深灰色泥质粉砂岩。
　　　M14煤层：顶板为凝灰质粉砂岩及砂岩，底板为粘土岩。
　　　2.2.5 冲击地压危险性
　　　地质资料中未提供冲击地压的相关资料，该矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生，本设计按没有冲击地压危险考虑。
　　　2.2.6 地温情况
　　　本井田无地温异常现象，属于正常地温矿井。
　　　2.2.7 邻近矿井瓦斯、煤尘、煤的自燃、煤与瓦斯突出、地温等实际情况及鉴定研究成果。
　　　该矿井邻近矿井为新建矿井，缺少相关的资料，煤层瓦斯、煤尘爆炸性及煤与瓦斯突出危险性鉴定工作均委托有相关资质单位鉴定，鉴定结果可信度高，所以，可以作为矿井设计依据。
§2.3 矿井开拓系统
　　　2.3.1 井筒
　　　2.3.1.1 井筒的设置及功能
　　　设计投产时布置三个井筒，主斜井、副斜井和回风斜井。
　　　(1) 主斜井(利用)
　　　主斜井井口坐标为：X=2925852.350；Y=35612758.826；Z=+1361.03；α=107°β=9°。采用半圆拱形，混泥土锚喷支护，掘进断面积6.6m2，净断面积均为6.0m2。
　　　(2) 副斜井(利用)
　　　副斜井井口坐标为：X=2926009.532；Y=35612496.977；Z=+1382.22；α=131°；β=27°，采用半圆拱形，混泥土锚喷支护，净断面积为5.6m2。
　　　(3) 风井(利用)
　　　井口坐标回风斜井井口坐标为：X=2926042.128；Y=35612478.936；Z=+1387.26
　　　；α=51°；β=27°，采用半圆拱形，混泥土锚喷支护，掘进断面积6.6m2，净断面积均为6.0m2。
主斜井内安装皮带输送机，担负矿井煤炭运输任务；副斜井内铺设30kg/m，轨距600mm，担负矿井行人、矸石、材料、设备、等辅助运输、管线铺设和进风任务；回风斜井主要担负矿井回风任务，井筒断面图见附图，矿井井筒特征详见表2-3-1。

　　2.3.1.2 井筒和工业场地工程地质条件、防洪设计标准

　　设计对该矿井田中央南部附近的平缓坡地建设的工业场地，场地占地面积30亩。未发现滑坡、泥石流等地质灾害，工程地质条件一般，交通运输较为方便。

　　开采过程中可能出现片帮、底板底鼓、支架下陷等工程地质问题，故该矿区工程地质条件为中等。在开采过程中应加强巷道顶、底板的支护管理工作，预防不良事故

　　的发生。

　　地表工业场地附近没有大的水体，因而，该矿井工业场地不受河流洪水威胁。地面工业场地+1370m左右，场内排水设计为建筑周边均设明沟，排至场内道路边水沟中，再集中排到场外。场地排水横坡一般在5‰～10‰之间。为排除场地上游汇水，设计在场地四周设置截水沟(500mm*450mm)，将场外雨水直接引至场外。

　　2.3.1.3 进、回风井口的安全性

　　矿井三个井筒均布置在矿井南部缓坡地带，工程地质条件简单，无洪水患。该矿井根据矿井开拓的具体布置，回风斜井作为专用回风井，主斜井、副斜井作为矿井井下通往地面的二个安全出口，安全出口间的距离大于30m。井下各工作地点通过联络巷道分别与主斜井、副斜井、回风斜井相连。为保证安全出口畅通，井巷交叉地点必须设置路标，表明所在地点，指明通往安全出口的方向。井下工作人员必须熟悉通往安全出口的路线，要求安全出口经常及时清理、维护。

　　该矿二个进风井井口附近均无粉尘、有害气体和高温气体，粉尘、有害气体和高温气体均不能侵入。

　　2.3.2 采区划分 采区及煤层开采顺序 采区接替关系，划分依据及其合理性方析;煤层下行开采的顺序确定;煤层上行开采的分析论证。

　　2.3.2.1 采区划分及煤层开采顺序、采区接替关系、划分依据及其合理性方析

　　1.水平划分

　　⑴划分原则

　　①有足够的可采储量以满足水平服务年限;

　　②结合煤层赋存条件和构造条件，有利于井田开拓布置和适应炮采工作面的布置;

　　③有利于减少井巷总工程量和简化生产环节。

　　④充分利用现有工程巷道。

　　⑿水平划分

　　根据水平划分原则和矿井开拓布置，矿井划分为一个水平(+1314m)。

　　2、采区划分

　　矿井可采煤层有4层煤，煤层倾角6°，采用分煤组布置，上煤组为M8、M9煤层，下煤组为M12、M14煤层，每组煤采用联合布置开采，矿井划分为三个采区开拓全井田，上煤组划分为一个采区，下煤组划分为2个采区。

　　3、采区及煤层开采顺序

　　采区间的开采顺序为一采区→二采区→三采区;区段开采顺序为下行式;各煤层开采顺序为先采上层煤后采下层煤。

　　采区及煤层开采顺序符合安全、技术、经济合理性要求。

　　2.3.2.2 煤层下行开采的顺序确定

　　矿井可采煤层为4层，分别为M8、M9、M12、M14煤层。依据煤层开采“先采上煤层，再采下煤层”的原则，本设计矿井采区内煤层开采顺序为：M8煤层→M9煤层→M12煤层→M14煤层。区段间的开采顺序为区段下行式。

　　符合煤层开采顺序、经济及安全性要求。

　　2.3.3 主要巷道

　　2.3.3.1 主要巷道布置层位及高度

　　设计投产时布置三个井筒，主斜井、副斜井和回风斜井。利用原有主井改造为技改后的副斜井，副斜井长123m，坡度270、方位1310，井口坐标为：x=2926067，y=35612576，z=+1382.7m，α=1310、β=270;矿区南部已经形成没有利用的井筒改造为技改后的主井，沿原有方位及坡度掘100m后进入9号煤层，沿9号煤层掘154m后至+1336m标高，然后沿9号煤层走向布置上煤组运输平巷，主斜井井口坐标为：x=2925910，y=3562836，z=+1361.03 m，α=1100、β=90;在副斜井北面布置回风斜井，回斜井以270坡度、1310方位角掘进150m后进入9号煤层，在9号煤层中作上煤组回风上山至+1336m标高后，沿煤层走向作上煤组回风平巷至保护煤柱线，回风斜井井口坐标为：x=2926152，y=35612571，z=+1390m，α=1310、β=270。通过石门揭穿煤层，井底车场布置在M9煤层底板岩层中。

　　2.3.3.2 安全煤柱

　　1、井筒煤柱

　　根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷留设与压煤开采规程》中关于井筒保护煤柱的规定，按照公式S=2S1+2a的计算结果，井筒保护煤柱的宽度为25m，从安全及保护主井筒的角度出发，保护煤柱在主要井巷一边推20m，保护范围维护带加上矿体开采崩塌影响范围为煤柱的留设宽度。

　　2、井田边界煤柱

　　以所划定的矿区开采边界的铅垂线至所采煤层的投影线内推20m计算。

　　3、大巷煤柱

　　一采区不设大巷，后期考虑大巷保护煤柱20m。

　　4、采区运输、轨道、回风下山煤柱

　　一采区开采时通过石门揭穿煤层，布置回采工作面运输、回风巷，不设置采区运输、轨道及回风上下山。

　　根据矿井提供采掘现状情况，矿井风氧化带附近小窑采空区存在积水，却水文情况不明，因此，矿井在水淹区(小窑积水区)下掘进和开采水淹区(小窑积水区)下的不同煤层时，若煤层间距不能满足防水煤柱安全要求，则必须先将该煤层上部积水进行疏干并确认安全后方可进行开采。

　　2.3.3.3 安全间隙

　　主斜井、副斜井和回风斜井之间的距离均大于30m，见开拓及采区巷道布置平、剖面图。

　　2.3.3.4 支护方式

　　主斜井、副斜井和回风斜井采用锚网喷支护。采煤工作面运输、回风巷采用锚喷支护。消防材料库、避灾硐室采用半圆拱形、料石砌碹支护。详见主要巷道断面图。

　　2.3.3.5 安全风速

　　矿井井巷风速要求及投产时矿井主要井巷风速见表2-3-2。

　　表2-3-2 井巷风速要求及主要巷道风速、风量表
 

　　经上2-3-2表验算，矿井井巷中的实际风速符合上表中的要求。

　　2.3.3.6 其它安全措施

　　1)井底车场及硐室不得布置在有突出危险和冲击地压的煤层中。

　　2)所有井巷在掘进过程中必须严格坚持先探后掘，掌握前方水文情况，若发现有水患时，应及时采取可行措施进行处理，待确定安全后方可向前掘进，并将出水点位置标于井上下对照图或采掘工程图上。

　　3)巷道贯通应按照《煤矿安全规程》执行，风门等通风设施应在巷道贯通前完善，防止巷道贯通后风流紊乱。

　　4)不同断面的巷道连接，断面要逐渐变化，巷道拐弯及交岔处应采用圆弧或斜线平缓过渡，以避免断面突变、大角度拐弯产生的局部风阻。

　　5)主要进、回风巷道必须按设计施工，同时，要加强巷道维护，保证足够的通风断面。主要进、回风巷道必须按设计施工，同时，要加强巷道维护，保证足够的通风断面。

　　6)主要巷道高度必须随时保障不得低于2.0m。

　　7)新掘开拓准备巷道不得布置于突出煤层或未鉴定煤层中。

　　8)采区开采前必须编制采区设计，并严格按采区设计组织施工。

　　2.3.4 竣工投产应具备标准条件

　　1、矿井安全设施及条件竣工验收前，必须完成建设项目的全部安全工程、设施、装备，生产系统和防灾系统健全，经过联合试运转。

　　2、取得采矿许可证、矿长资格证、矿长安全资格证，特种作业人员经培训并取得操作资格证书，入井人员经安全培训并考试合格。

　　3、单项工程经工程质量监督管理部门验收，并取得质量合格的认证报告。

　　4、矿井主要变压器、皮带运输机、提升机及钢丝绳、通风机、空气压缩机、水泵和瓦斯抽放泵等主要电器和机械设备经有资质的部门检测检验，并出具检验合格报告。

　　5、委托有资质的安全评价机构做出安全验收评价报告，并按规定备案。

　　6、根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局《关于深入持久开展煤矿安全质量标准化工作的指导意见》(安监总煤行〔2009〕117号)、贵州省人民政府办公厅《关于进一步加强全省煤矿安全质量标准化工作的通知》(黔府办发电〔2009〕152号)及《贵州省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》精神，根据黔安监煤矿[2011]119号文件《关于省政府办公厅下达煤矿生产建设关停计划的通知涉及我局有关事项的处理意见》的要求：

　　矿井通风和瓦斯防治单项要求达到二级及以上标准;根据地质报告，矿井水文地质条件为中等，则矿井防治水要求达到三级及以上标准;其它单项达到三级安全质量标准。

　　7、按照有关要求建立井下紧急避险“六大系统”。

　　竣工验收时必须完成的井巷工程量表

　　

　　　注：机采时运输顺槽、回风顺槽净断面不小于8.0m2。
§2.4 采煤方法及采区巷道布置
　　　2.4.1 采煤方法的合理性分析
　　　矿井生产能力15万t/a，开采煤层为薄-中厚煤层，可采煤层平均倾角为6°，为稳定-较稳定煤层，煤层平均厚度分别为1.3m、1.5m、1.1m、1.2m。由于首采面的1181回风巷和1181运输巷已按炮采布置，首采工作面采用炮采，以后回采工作面采用机采。设计考虑机采工艺设备选型及配电，具体内容见机电设备选型及供配电章节。
　　　矿井可采煤层稳定性较好，采用倾斜长壁后退式采煤法。
　　　2.4.2 采掘设备的安全性
　　　预防放炮崩倒支架的措施：
　　　（1）放炮前，必须检查支架并处理好。掘进工作面的顶帮要插严背实，并打上拉条、撑木或防倒器，实行必要的加固；采煤工作面的支架除加强刹顶外，要用紧楔和打撑木的办法进行必要的加固。
　　　（2）掘进工作面要选择合理的掏槽方式。炮眼的布置、角度、个数等参数要合理选定。
　　　（3）采煤工作面要留有足够宽的炮道。掘进工作面要有足够的掏槽深度。
　　　采掘设备如下表所示。
炮采工作面主要设备配备表

　　支柱打设必须迎山有劲，支柱打设必须成排成行，保证排、柱距不超宽，确保有足够的支护密度。

　　2.4.3 采区巷道布置

　　2.4.3.1 采区巷道布置方式

　　1、回采工作面布置方式

　　从+1332 m联络巷进入8号煤层后，沿煤层倾向布置一采区三条下山至保护煤柱后联通，在运输上山内布置1181采面运输巷，在回风下山与材料下山联络巷沿煤层倾斜方向布置1181回风巷，二巷通过1181切眼贯通后构成1181首采工作面。

　　2、掘进工作面巷道布置方式

　　准备掘进工作面布置在8号煤层中， 1182工作面运输巷通过直接与上煤组材料上山相连，回风直接与上煤组回风上山联系。1182工作面回风巷直接与上煤组材料上山、上煤组回风上山相连，形成工作面运输及进风系统。二个掘进面均形成独立的回风系统。

　　2.4.3.2 对有冲击地压、煤层自燃和煤与瓦斯突出等条件下巷道层位的选择与分析

　　该矿及周围矿井尚未有发生冲击地压的历史记录。该矿煤层自燃倾向性按I类、容易自燃设计;根据中国矿业大学对M8和M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定及黔煤呈生产字[2008]1078号文，黔能源煤炭[2011]610号文，M8煤层在目前矿界内开采标高+1305m水平以上不具有突出危险性，M9煤层在+1314m水平以上不具有突出危险性，所以开采标高+1314m的M8和M9煤层按无突出危险区设计和管理，其它未作鉴定的区域按突出危险区设计和管理。

　　设计三条井筒布置均穿过M9煤层，采用锚网喷支护。从主、副斜井布置石门揭穿M8煤层，回采巷道沿煤层布置，均采用金属棚支护。一采区巷道布置符合要求。

　　据地质资料及矿方实际，矿井地质构造复杂程度属中等偏简单类型，目前布置区域内无地质构造带，故矿井揭穿煤层时，其揭穿地点避开了地质构造带。

　　2.4.3.3 专用回风巷的设置

　　该矿采用斜井开拓，各煤层间先采上煤层再采下煤层，回风斜井作为专用回风井，一采区回风上山作为专用回风巷。

　　2.4.3.4 采区及工作面加强支护的要求

　　(1)回采工作面回采前必须编制作业规程，情况发生变化时，必须及时修改作业规程或补充安全措施。

　　(2)回采工作面安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护。工作面上下端头采用铰接顶梁，配合DZ22外注式单体液压支柱支护，端头超前出口的走向长、倾向长分别为2.0m、3.0m，由于端头控顶面积较大，可适当加大端头支护密度;在采煤工作面上、下安全出口超前支护为20m范围内采用DZ22型支柱配HJDA-1000铰接顶梁进行超前支护，前10m采面双排铰接顶梁支护，后10m采用单排铰接顶梁支护，铰接顶梁必须铰接使用，单体液压支柱必须支设在支架和铰接顶梁的结合处，金属铰接顶梁和单体液压支柱间必须有防滑和防倒措施;在此范围内的巷道高度不得低于1.6m;安全出口必须设专人维护，发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖。

　　(3)更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临近支护，拆除原有支护后，必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护，必要时还必须采取临时支护措施;在倾斜巷道中，必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。

　　(4)掘进工作面严禁空顶作业，靠近工作面10m内的支护，在爆破前必须架设牢固;掘进工作面放炮后，首先恢复好被放炮冲倒、崩坏的支架，之后方可进入工作面作业，修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行;出碴前，必须及时打上前探梁作临时支护，前探梁上必须铺上挑板，严禁空顶作业。

　　(5)回采工作面在初次来压、周期来压期间必须加强支护，确保有足够的支护强度和支护密度。在放靠放顶线第一、二排加打丛柱(一窝三柱)、戗柱，每隔一根基本支柱打一丛柱和戗柱，以加强支护。在煤壁线采用单体液压支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距1.0m。

　　(6)采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业，所有支架必须架设牢固，并有防倒措施;支柱必须垂直于顶、底板打设，严禁打在浮煤浮矸上;使用单体液压支柱时，初撑力不得小于117kN，严禁在控顶区域内提前摘柱，碰倒或损坏、失效的支柱必须立即恢复或更换。

　　(7)该矿在顺槽20m采用DZ22型单体液压支柱配合HDJA-1000超前支护，前10m采面双排铰接顶梁支护，后10m采用单排铰接顶梁支护。

　　§2.5 顶板管理及冲击地压

　　2.5.1 顶板灾害防治及装备

　　2.5.1.1 影响矿山压力显现基本因素分析：煤层顶板岩性、顶底板类别、物理力学性质对可能产生顶板事故的影响分析

　　各可采煤层顶、底板岩性、岩石的工程地质特征分述如下：

　　矿区内龙潭组(P3l)地层含煤层一般11～16层，含大部可采煤层4层，编号为8、9、12、14煤层，可采总厚度3.80～7.50m，平均4.60m，含煤系数约3.77%。根据邻区资料其它煤层为零星可采煤层,且煤层不稳定。

　　M8煤层：顶板为灰、深灰色厚层状凝灰质粉砂岩及细砂岩，底板为深灰色中厚层状泥质粉砂岩、粉砂岩。

　　M9煤层：顶板为灰、深灰色燧石灰岩，底板为深灰色中厚层状泥岩、粉砂岩、砂岩。

　　M12煤层：顶板为灰、深灰色燧石灰岩，底板为深灰色泥质粉砂岩。

　　M14煤层：顶板为凝灰质粉砂岩及砂岩，底板为粘土岩。

　　以上各开采煤层顶底板条件均不好，尤其是遇水后垮塌、底板易造成底鼓。井下工程地质条件较差。

　　2.5.1.2 断层与褶曲、挤压带与破碎带、冲刷、节理、裂隙、煤层倾角、开采深度、采高、控顶距对矿山压力显现的影响

　　1、断层与褶曲、挤压带与破碎带、冲刷、节理、裂隙对矿山压力显现的影响

　　断层破坏了顶板的完整性，因此断层附近容易发生局部冒顶。断层也能改变初次放顶、初次来压和周期来压的步距。褶曲有时会改变原岩应力分布，从而改变工作面区域顶板的受力状态。大的褶曲构造只是使煤层倾角发生变化，对工作面顶板压力的影响不是很明显。对工作面生产有影响的是小褶曲。小褶曲可能使顶板局部破碎，易于发生局部冒顶。

　　三德煤矿矿区煤层产状与地层产状一致，为一缓倾斜单斜构造。矿区内地表未发现大的褶曲和断层。仅在回风大巷接近风井井口100m处见1条小断层，呈N—S走向，倾向近W向，倾角约80°，断距0～3m，为一正小断层。

　　总的来说，矿区地质构造属简单类型。对开采影响较小。

　　2、煤层倾角、开采深度、采高、控顶距对矿山压力显现的影响

　　设计首采煤层为M8号煤层，煤厚1.3m，设计采高1.3m,采用全部垮落法管理顶板。设计工作面配备DZ16-30/100单体液压支柱，支撑高度为1600～1005mm，工作阻力为30t/根，选用HDJA—1000型金属铰接顶梁。设计“三、四”排控顶，齐梁齐柱布置。排距1.0m，柱距0.8m，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m。放顶步距1.0m。

　　开采深度直接影响着原岩应力，同时也影响着开采后巷道或工作面周围岩层内支承压力，因此，随着开采深度的增加，支承压力必然增加，从而导致巷道围岩的“挤、压、膨”等现象，导致煤壁片帮及底板鼓起等现象的发生，所以在开采深度增加时应加强支护。

　　2.5.1.3 一般顶板冒落灾害的防治措施及装备

　　1、回采工作面一般顶板冒落灾害的防治措施及装备

　　1)回采工作面顶板管理方式的选择

　　由于M8煤层平均倾角6°，煤层平均厚度1.3m，采用倾斜长壁后退式采煤法，首采工作面为炮采工艺，工作面采用刮板输送机运输，以后回采工作面采用机采，回柱绞车回柱，全部垮落法管理顶板。放顶人员必须站在支架完整，无蹦绳、蹦柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作。回柱放顶前，必须对放顶安全工作进行全面检查，清理好退路。回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。

　　2)回采工作面支架的选择论证

　　设计首采8煤层，煤层厚度1.1-1.5m，平均厚度为1.3m，采用全部垮落法管理顶板。计工作面配备DZ16-30/100单体液压支柱，支撑高度为1600～1005mm，工作阻力为30t/根，选用HDJA—1000型金属铰接顶梁。设计“三、四”排控顶，齐梁齐柱布置。排距1.0m，柱距0.8m，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m。放顶步距1.0m，支护密度验算如下：

　　支架支护强度以下式估算：

　　P=8×M×γ×Cosα

　　式中：M---为采高，采高1.1～1.5m;

　　γ---为顶板岩石容重 γ=2.5t/m3;

　　α--为煤层倾角 α=6°;

　　支架最大支护强度：

　　P=8×M×γ×Cosα

　　=8×(1.1～1.5)×2.5×Cos6°

　　=21.1～28.8t/m2

　　A：支柱支护密度

　　工作面长80m，因此采场最大面积S=80×4.2=336m²，所设支柱数n=80/0.8×4=400根，则支护密度为400/336=1.19根/m2。

　　B：支柱的支护强度验算

　　采面选择DZ16-30/100型单体液压支柱支护，每柱的额定承载能力为30t/根，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.85的系数，则每根支柱的承载能力为30×0.85=25.5t/根。炮采支柱实际提供的支护强度为1.19×27=30.35t/m2

　　C：支护强度验证

　　顶板所需要的最大支护强度为21.1～28.8t/m2<支柱实际提供的支护强度为30.35t/m2。

　　因此所设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。

　　根据以上计算，矿井在开采过程中，若遇最大采高时可采用垫底，遇最小采高时可采用刨底，从而满足支柱高度要求。

　　3)一般顶板冒落灾害防治措施

　　(1)基本支护：根据目前该矿的煤层赋存情况和开采技术水平，本设计考虑工作面支护目前采用DZ16-30/100型单体液压支柱，支撑高度为1005～1600mm，额定工作阻力为300kN/根，工作面选用HDJA-1000型金属铰接顶梁。

　　(2)特殊支护：在放顶线采用单体液压支柱打成丛柱(一窝三柱) 戗柱切顶。在煤壁线采用单体液压支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距1.0m。

　　在上、下安全出口20m范围内采用单体液压支柱打成棚梁加强支护。

　　(3)回柱放顶：在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打。支柱卸载时，必须使用回柱器，卸载后的支柱用回柱绞车拉出，回下的支柱必须堆码整齐，不得影响退路。

　　(4)初次来压和周期来压放顶

　　在初次来压和周期来压期间必须在放顶线打双排丛柱，必要时加打木垛(木垛每6米打一个，呈“井”字形)加强支护。

　　由于目前该矿尚未进行矿压观测，暂无矿压观测资料，待今后进行矿压观测后，利用矿压观测资料，进行合理的采场选型设计。

　　4)采区顺槽巷道支护的选择论证

　　根据含煤地层及煤层顶底板岩性，巷道内装设皮带运输机，采区顺槽巷道支护采用锚喷支护满足矿山压力的要求。

　　2、沿空掘(留)巷的安全措施

　　由于该矿的煤层底板在采煤过程中遇水后常易产生膨胀，使抗压强度降低，出现底鼓现象，不宜采用沿空留巷的方式布置回采工作面。矿井采用留区段煤柱进行下一区段布置，设计煤柱为5m，矿井在实际生产中根据实际情况留设合理煤柱。

　　3、掘进工作面支护选择论证、交叉点支护的选择论证

　　1)一般掘进巷道支护形式

　　该矿井初期开采煤层埋藏较浅，结合邻近矿区的经验，认为采用以下常规的支护形式是可行的。生产中应根据实际揭露的围岩情况进行相应调整。

　　(1)岩层巷道：开拓巷道采用锚网喷支护型式，局部采用料石砌碹。

　　(2)一般煤层巷道：采用锚喷支护。

　　2)硐室及交岔点

　　车场巷道采用料石砌碹支护型式，主要硐室采用料石砌碹、砼或钢筋砼复合支护。

　　2.5.1.4 防止顶板事故的措施

　　1、采煤工作面顶板事故的防治措施

　　(1)回采工作面回采前必须编制作业规程，情况发生变化时，必须及时修改作业规程或补充安全措施。

　　(2)采煤工作面必须保持至少两个安全出口，一个通到回风巷道，一个通到进风巷道。开采三角煤、断层带、留煤柱或地质构造极为复杂的煤层，不能保持两个安全出口时，必须制定安全措施，并报矿总工程师审批同意后，方能按批准后的意见实施。

　　采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护;在此范围内的巷道高度不得低于1.6m;安全出口必须设专人维护，巷道底鼓变形时，必须及时更换 清挖。

　　(3)采煤工作面的伞檐不得超过作业规程的规定，不得任意丢失顶煤和底煤，工作面浮煤必须清理干净，支架必须成排成行，保持直线。

　　(4)采煤工作面必须经常备存一定数量的支护材料，本设计使用单体液压支柱，必须备有坑木，其数量、规格存放地点和管理方法必须在作业规程中规定。

　　采煤工作面严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁和失效的单体液压支柱。在同一工作面中不得使用不同类型和不同性能的支柱，严禁金木混支;在地质条件复杂的采煤工作面中必须使用不同类型的支柱时，必须分段使用，严禁金木混支，并必须制定安全措施。

　　(5)单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验。单体液压支柱 金属铰接顶梁，在采煤工作面结束后或使用时间超过8个月后，必须升井进行检修。检修好的支柱还必须进行压力试验，合格后方能入井使用。

　　(6)采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业，所有支架必须架设牢固，并有防倒措施;支柱必须垂直于顶 底板打设，严禁打在浮煤浮矸上;使用单体液压支柱时，初撑力不得小于115kN，严禁在控顶区域内提前摘柱，碰倒或损坏 失效的支柱必须立即恢复或更换。

　　(7)在开工前，班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面;在进入采掘工作面工作前，首先进行敲帮问顶工作，严格执行敲帮问顶制度，及时找掉活石悬矸，以免掉落伤人。采煤工作面放炮落煤后，必须及时挂梁，及时恢复好被放炮冲倒的支柱，并打好临时护身顶柱，人员必须在护身顶柱下攉煤，攉完煤及时打好支柱和贴帮柱，严格按设计或作业规程规定及时支护，严禁空顶作业。

　　(8)当遇顶板条件变化时，如过断层、过老巷等必须及时修改《作业规程》，制定有针对性的支护措施。

　　(9)在回柱卸载时必须使用回柱器卸载，卸载后的支柱必须使用回柱绞车拉出，当回柱绞车运行时，人员不得站在绳道内及容易发生崩绳 崩柱的地方，以免断绳 断钩伤人。指挥回柱绞车的停开必须使用清晰可靠的点铃信号，信号不清不明时，严禁启动回柱绞车。回柱放顶时，必须站在顶板完整 支护完好的地方进行，回柱前必须事先清退路，以保证退路畅通。

　　(10)回柱时，放顶人员必须站在顶板完整、支柱完好、无崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作，回柱放顶前必须事先清理好退路，确保退路畅通;回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。

　　(11)支柱打设必须迎山有劲，支柱打设必须成排成行，保证排、柱距不超宽，确保有足够的支护密度。煤层倾角较大处，采煤工作面必须采取防倒、防滑的措施：

　　①支柱应迎山支护，严禁支在浮煤上，要保证支柱有足够的支撑力。

　　②支柱间可采用牢固的撑木或拉杆的方式。

　　(12)打柱时必须在金属顶梁上用小板将顶背实，确保不发生漏顶。

　　(13)加强采掘工作面的工程质量的检查和验收，不合格的支柱必须推倒重来，支柱或支架必须符合《作业规程》的规定。

　　(14)在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打，回下的支柱必须堆码整齐，保证退路畅通。

　　(15)初次来压、周期来压期间的安全措施

　　① 在初次来压、周期来压期间必须加强支护，确保有足够的支护强度和支护密度。在放靠放顶线第一 二排加打丛柱(一窝三柱) 戗柱，每隔一根基本支柱打一丛柱和戗柱，以加强支护。

　　② 在初次放顶期间，必须由矿技术负责人组织人员编制初次放顶措施，初次放顶措施编制好后，必须由矿总工程师批准后实施。

　　③ 放顶人员必须站在支架完整 无崩绳 崩柱 甩钩 断绳抽人等危险的安全地点工作。回柱放顶前，必须对放顶的安全工作进行全面检查，清理好退路。回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。

　　④ 在初次放顶期间，必须派专人跟班，以检查初次放顶措施的现场落实兑现情况，如发现煤壁片帮 顶板掉碴 顶板下沉量增大等来压预兆时，必须及时将工作面所有人员撤至安全地点，只有待顶板垮落稳定，经安全员检查无危险后，工作人员方可进入工作面作业。

　　⑤ 在初次来压或周期来压期间顶板悬露面积超过作业规程规定时，必须进行强制放顶，并制定专门强制放顶措施，并报有关主管部门审批后严格执行。

　　⑥ 在初次来压、周期来压期间，现场跟班人员，必须作好原始记录，并将顶板悬露面积等情况向矿长报告。如发现问题必须及时向矿长报告，采取措施进行处理。

　　(16)采面收尾时的安全措施

　　① 回采工作面收尾时必须编制安全措施，并报矿技术负责人批准后方可实施。撤出采面的机械设备，维护好采面的支柱。

　　② 回采到停采线时要留出支护良好的最小控顶距空间，作为行人和运料用。

　　③ 用木垛将上出口维护好，在出口范围内不得堆放物料，以保证退路畅通。

　　④ 回柱顺序是由采空区向煤壁，由下向上，回柱工必须由熟悉顶板性质 责任心强的工人担任，回柱时必须有专人在现场观察顶板动向，采空区的支柱必须回收干净，

　　回出的支柱必须及时运出采面堆放整齐。

　　⑤ 随着顶板的垮落，工作面温度升高，有害气体积聚，上出口要安设局部通风机加强通风。

　　(17)在作业过程中必须保持文明生产，杜绝冒险蛮干;狠反“三违”，严禁工人违章作业，干部违章指挥。

　　(18)该矿在工作面上下端头采用DW14型单体液压支柱进行超前支护。

　　2、掘进工作面顶板事故的防治措施

　　(1)掘进工作面开工前必须编制作业规程，情况发生变化时，必须及时修改作业规程或补充安全措施。

　　(2)掘进工作面严禁空顶作业，靠近工作面10m内的支护，在爆破前必须架设牢固;掘进工作面放炮后，首先恢复好被放炮冲倒、崩坏的支架，之后方可进入工作面作业，修复支架时必须先检查顶 帮，并由外向里逐架进行;出碴前，必须及时打上前探梁作临时支护，前探梁上必须铺上挑板，严禁空顶作业。

　　(3)在松软的煤、岩层及地质破坏带掘进巷道时，必须采取前探支护或其他措施。

　　(4)支架间应设牢固的撑木或拉杆，支架与顶帮之间的空隙必须塞紧、背实。巷道锚喷时，碹体与顶帮之间必须采用不燃物充满填实，巷道冒顶部份，可用支护材料接顶，但在碹拱上部必须充填不燃物垫层，其厚度不小于0.5m。架设永久支护，必要时还必须采取临时支护措施;在倾斜巷道中，必须有防止矸石、物料滚落的安全措施。

　　(5)更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临近支护，拆除原有支护后，必须除掉顶帮活矸并及时架设永久支护，必要时还必须采取临时支护措施;在倾斜巷道中，必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。

　　(6)掘进巷道在揭露老空前，必须制定探查老空的安全措施，在揭露老空时，必须将人员撤到安全地点，只有经过检查，证明老空的水 瓦斯和其他有害气体等无危险后，方可恢复工作。

　　(7)在延深下山采用绞车提升时，必须在下山的上口设置防止跑车装置，在掘进工作面的上方设置坚固的跑车防护装置，跑车防护装置与掘进工作面的距离为20m;斜井(巷)施工期间兼作行人道时，必须每隔40m设置躲避硐并设红灯，设有躲避硐的一侧必须有畅通的人行道。上下人员必须走人行道，行车时红灯亮，行人立即进入 躲避硐，红灯灭后，方可行走。

　　(8)由下向上掘进25度以上的倾斜巷道时，必须将溜煤(矸)道与人行道分开，防止煤(矸)滑落伤人。人行道应设扶手、梯子和信号装置。斜巷与上部巷道贯通时，必须有安全措施。

　　2.5.1.5 坚硬顶板跨落灾害的防治措施

　　该矿区一般不存在坚硬顶板威胁，故在此暂不考虑，若遇有坚硬顶板情况，在工作面中采取强制放顶措施，以防大面积冒顶事故的发生。

　　2.5.1.6 防止底鼓措施

　　1、合理布置巷道，尽量离开采掘活动区。缩短支撑压力影响时间。

　　2、尽量避免巷道与含水层和松软岩层直接接触。

　　3、巷道过地质构造带时，巷道轴向应尽量与地质构造带垂直。轴线方向应与构造应力方向平行。

　　4、留设合理的煤岩柱。加强底鼓巷道的起底工作。

　　2.5.2 冲击地压

　　该矿区内无冲击地压的历史记录，冲击地压开采造成的影响浅部暂不考虑，但在巷道布置时就尽量避开应力集中区，掘进和采煤时也应注意应力集中的影响。今后煤矿往深部开采的过程中，需采取措施预防冲击地压的发生。

　　矿井暂按无冲击地压设计，故暂不考虑防治冲击地压的措施。

　　§2.6 井下主要硐室

　　2.6.1 井下架线式电机车修理间及变流室

　　该矿不设井下无架线式电机车修理间及变流室。

　　2.6.2 井下蓄电池式电机车修理间及充电变流室

　　该矿井下不设计蓄电池式电机车运输。

　　2.6.3 井下防爆柴油机车修理间及加油(水)站

　　该矿井下不设计防爆柴油机车修理间及加油(水)站。

　　2.6.4 井下换装硐室

　　该矿设计井下无换装硐室。

　　2.6.5 井下消防材料库

　　在一采区轨道山下部车场布置消防材料库，长度为5m，锚喷支护，掘进断面积7.8m2，净断面积6.6m2。

　　消防材料库主要存放密闭材料灭火材料，存放6个装满消防材料的矿车。消防材料的种类、数量一般考虑一个回采工作面、采空区旧巷道回风巷、运输巷其中一个失火地点的用量，具体参照《矿井防灭火规范》执行。

　　2.6.6 防水闸门

　　该矿井水文地质条件属中等类型，根据矿井的实际情况，一采区开采时不考虑安设防水闸门或潜水电泵排水系统。

　　2.6.7 井下急救站

　　该矿属小型矿井，井下不设急救站。

　　2.6.8 井下降温系统硐室

　　该矿区内和邻近矿井均未发现地温异常区，地温正常，不设井下降温系统硐室。

　　2.6.9 井下避难硐室

　　设计一采区材料上山上部设置采区避难硐室，设计额定避险人数50人，长18m，宽5m，高2.8m。永久避难硐室沿岩层布置，采用拱形断面、锚网喷支护。详见§13.1节。

　　2.6.10水泵房

　　在副斜井井底车场布置水泵房，长度为20m，锚喷支护，掘进断面积8.6m2净断面积7.8m2。在水泵房旁布置主、副水仓。主、副水仓均采用锚网喷支护，主水仓长：30m，断面：7.54m2;副水仓长：25m，断面：7.54m2。在副斜井内敷设排水管道，选用水泵将矿井水排至地面水处理池。

　　2.6.11其它硐室

　　爆破材料发放硐室：考虑矿井井田面积小，矿井仅在地面设炸药库和雷管室，井下不设爆破材料发放硐室。

　　§2.7 井上、下爆炸材料库

　　2.7.1 地面爆炸材料库

　　1、服务范围：主要为三德煤矿井下开采服务。

　　2、位置：

　　位置选择在主斜井工业场地西面，附近无民房，距工业场地约300m，运输和使用都很方便，同时爆破材料库选址地点要经过当地公安部门审批同意。

　　3、容量：

　　根据《煤矿安全规程》第300条规定，煤矿井下爆炸材料库容量，最多不能超过10天的实际用量，即储存量炸药不得超过3吨，雷管不得超过10000发。

　　该矿炸约库的设计容量为炸药2.5吨，雷管8000发，采用半埋地式库房。雷管必须放在距离炸药25m以外的地点。

　　4、外部安全距离

　　根据平坝县公安局审批同意的位置设立爆炸材料库，距工业场地不小于300m。

　　5、安全防范措施

　　1)爆破器材库房屋安全措施

　　(1)爆破器材库应为平房，房屋宜为钢筋混凝土梁柱承重，墙体应坚固、严密和隔热，并注意合理的方位。

　　(2)爆破器材库的门应为两层，向外开，外层门应为铁皮包覆的耐火门，里层门应为栅栏门，储存雷管的房屋应为金属丝网门;门到库房内任一点的距离不得超过1.5m，门的宽度不得小于1.4m，高度不得小于2.1m;门的外面宜设门斗，其面积不得小于6m2。

　　(3)库房应具有足够的采光通风窗，库房采光比为二十五分之一至三十分之一，窗门为二层，外层为包覆铁皮的板窗门，内层为铁栅栏;采光窗台距地板高度不小于1.8m。

　　(4)库房内净高不得小于3m。

　　(5)库房地面应平整、结实、无裂缝、防潮、防腐蚀，不得有铁器之类的东西表露，雷管库房的地板应铺软垫。

　　(6)库房采用钢筋混凝土屋盖，房顶应有隔热层。

　　2)爆破器材库消防设施

　　(1)库区内修建高位水池，蓄水池容量为50m3。消防水管接入爆破器材库。

　　(2)消防水池距库房的距离不大于l00m。

　　(3)爆破器材库必须配备消防灭火砂箱，存砂量不小于0.5m3。

　　(4)必须配备消防灭火器(10L)，存量不小于5个。

　　3)爆破器材库区的交通措施

　　(1)汽车运输时速不得超过10km，库房装卸点的道路，冬季应有防滑措施;

　　(2)库区主要运输道路的纵坡坡度不宜大于6%。

　　4)爆破器材库区的照明安全措施

　　(1)供电危险等级按1类供电场所设计，辅助建筑物按一般供电场所设计。

　　(2)从库区变压器到各库房的外部线路应采用铠装电缆埋地敷设或挂设，外部电气线路禁止通过危险库房的上空;

　　(3)库房内安装矿用防爆型照明灯具。

　　(4)照明线必须使用阻燃电缆，电压不超过127V。严禁在储存爆炸材料的硐室或壁槽内装灯。

　　5)爆破器材库区的通讯安全措施

　　库区门卫通过电话直接和矿部总机联系，库区值班室与各岗楼之间应有光 音响联系。

　　6)爆破器材库区的防雷装置

　　爆破器材库按一类建筑物的防雷保护进行设计。必须采取妥善的防雷措施，以防止直接雷击，雷电感应和雷电波的侵入。

　　(1)防止直击雷，采用独立避雷针保护，其接地电阻不大于10欧姆。各库房必须完全位于避雷针的保护范围以内。

　　(2)防止感应雷，在屋面上明装避雷网保护，其接地电阻不大于4欧姆，并将库房所有金属体接地与接地装置相连。

　　(3)避雷针、避雷带、引下线应镀锌或刷漆。

　　(4)避雷带的引下线在距地面1.8处设断线卡。

　　(5)接地网埋设距墙1.5m，埋深0.8m，为了减少跨步电压，出入口及人行道处应距墙3m，埋深1m。

　　(6)防雷装置的所有接点，均应焊接。

　　7)爆破器材的收发和存储安全措施

　　(1)新购进的爆炸材料应逐箱(袋)检查包装是否完好，并按规定做性能检查。应建立收发流水帐，三联式领用单和退料单制度，定期核对，做到帐物相符。按出厂日期和有效期的先后顺序发放使用，对变质和性能不详的爆破器材，不准发放。应在单独的发放间发放和开箱，严禁库内发放和开箱，开箱时不得使用产生火花的工具。严禁穿铁钉鞋和易产生静电的化纤衣服进入库房和发放间。

　　(2)雷管必须放在货架上，箱(袋)禁止迭放，箱子距货架上层板的距离不得小于 4cm，货架宽度不得超过两个包装箱(袋)的宽度，货架之间的距离不得小于1.3m，货架离墙的距离不得小于20cm。其它爆破器材应堆放在垫木上，各堆间距不小于1.3m，堆离墙的距离不得小于20cm，堆高不超过1.6m。库房内不得存放与管理无关的工具和杂物;库房内必须整洁 防潮，通风良好，杜绝鼠害。

　　8)爆破器材库区的警戒

　　库区必须昼夜设警卫，加强巡逻，严禁无关人员入库区。报警装置、通讯、防雷装置应每季检查一次。发现爆破器材丢失、被盗，必须及时报告所在地的公安机关。

　　本节其余未尽事宜遵照《煤矿用爆破器材管理规定》、《煤矿安全规程》和《爆破安全规程》执行。

　　(1)库房必须设置在干燥的地方，并应有良好的通风及防潮设施。

　　(2)库房周围，必须围墙或铁丝网，其高度不得少于2m，围墙或铁丝网距库房的距离不得小于5m，并有人昼夜值班看守。

　　(3)必须装设防雷电设备，即安装避雷器。

　　(4)炸药箱下必须加有200mm以上的垫木。

　　(5)炸药和雷管必须分开存放，存放间距不得小于25m。

　　(6)爆炸材料库周围25m范围内，不得用明火取暖，照明必须用防爆灯。

　　(7)接触爆炸材料的人员，必须穿棉布式抗静电衣服，严禁穿化纤衣服。

　　2.7.2 井下爆炸材料库

　　该矿设计生产能力为15万吨/年，由于井型小，不设井下爆炸材料库，只设地面爆炸材料库。

　　§2.8 安全出口

　　2.8.1 安全出口设置

　　1、矿井安全出口

　　该矿井根据开拓的具体布置，回风井作为专用回风井，主斜井、副斜井作为矿井井下通往地面的二个安全出口，安全出口间的距离大于30m。井下各工作地点通过联络巷道分别与三条井筒相连。符合规程规定。

　　矿井在建设和生产过程中，必须加强矿井两个安全出口的畅通，并经常进行检查维修。保证绞车道行车不行人，行人不行车;保证人员通行时不影响矿井通风，在回风井安全出口内设置两组闭锁的正反向风门。安全出口应经常清理、维护，保持畅通。

　　在主斜井、副斜井及回风斜井内均设人行道，宽度500m。

　　2、采区安全出口

　　根据矿井开拓布置，该矿采用倾斜长壁采煤法，上煤组运输上山、上煤组材料上山作为采区的二个安全出口。上煤组材料上山严格执行行车不行人，行人不行车安全措施。

　　3、采煤工作面安全出口

　　采煤工作面运输巷及回风巷作为采煤工作面的两个安全出口，运输巷及回风巷均布置在煤层中采用矿工钢架棚支护。在采煤工作面运输巷及回风巷采用DZ22型单体液压支柱打成托梁加强超前支护。

　　目前首采工作面运输巷、回风巷已经形成，当是巷道断面不符合行人要求，建议矿方扩大断面。

　　2.8.3 保证措施

　　1、井巷交叉地点必须设置路标，表明所在地点，指明通往安全出口的方向。井下工作人员必须熟悉通往安全出口的路线。

　　2、安全出口必须经常及时清理、维护，确保畅通。

　　3、倾斜巷道作安全出口通道，必须设置步行台阶及扶手。

　　4、采煤工作面必须保证2个安全出口，采面上下口外20m巷道范围内必须加强支护，其出口高度不得低于1.6m，确保安全出口畅通。

　　§2.9 矿山压力及地质测量类仪表、设备配置

　　矿井必须对采掘工作面及井巷进行矿压观测和井巷工程测量工作，并配备足够数量的矿压观测及井巷工程测量仪器 仪表。具体配置见表2-9-1。

　　表2-9-1 矿山压力 地质测量类仪表

　　§3 瓦斯灾害防治

　　本安全专篇只针对一采区，其它采区开采时将另行设计。

　　§3.1 瓦斯灾害因素分析

　　3.1.1、瓦斯赋存状况

　　1、瓦斯成分

　　1)瓦斯赋存状态

　　瓦斯在煤体中存在的状态有二种：一种叫游离状态，一种叫吸附状态。在天然条件下，煤体中以吸附状态贮存的瓦斯约占80-90%，以游离状态贮存的占10-20%，总体来说，瓦斯绝大部份是以吸附状态存在的。

　　2)瓦斯成分

　　矿井瓦斯成分比较复杂，主要是甲烷(CH4)占80-90%，此外还有其他烷类如乙烷(C2H6)、丙烷(C3H8)、二氧化碳(CO2)和其他气体，有些煤层瓦斯中还含有氢气(H2)、一氧化碳(CO)、硫化氢(H2S)等气体。该矿其瓦斯含量以CH4最多，其次为CO2、重烃。

　　2、矿井瓦斯等级

　　根据贵州省煤炭管理局文件黔煤生产字[2007]488号《对安顺市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》：矿井绝对瓦斯涌出量为1.99m3/min，相对瓦斯涌出量为26.23m3/t。二氧化碳绝对涌出量为0.43m3/min，相对涌出量为2.88m3/t。瓦斯等级为高瓦斯。

　　3、瓦斯参数

　　根据对矿区内老窑、巷探、浅部煤层露头的观察鉴别和参考邻区对龙潭组无烟煤的煤层风氧化带宽度采用值，确定本区可采煤层，以煤层露头线沿煤层倾斜方向平推50m作为风氧化带下界。

　　4、矿井瓦斯含量

　　由于地质报告未提供瓦斯赋存、瓦斯涌出量、瓦斯梯度等资料。本次设计根椐《采矿设计手册》煤层瓦斯含量计算经验公式计算可采煤层瓦斯含量。
 

　　　矿井虽然已揭煤，但未对揭煤煤层进程瓦斯测定。矿井周边没有相邻矿井，因此本次设计采用经验公式对可采煤层进行瓦斯预测，预测结果只为本次设计依据，不能代表矿井实际瓦斯含量。
　　　各煤层瓦斯含量随煤层埋藏深度越深，煤层中的瓦斯向地表运移的距离就越长，散失就越困难。同时，深度的增加也使煤层的压力的作用下降低了透气性，有利于保存瓦斯。在近代开采深度范围内，煤层的瓦斯含量随深度的增加而呈线性增加。
　　　由于矿井未做相关瓦斯测定，无法确定影响矿井瓦斯的因数。因此，矿井在建设生产过程中，及时测定相关瓦斯参数。同时结合矿井具体情况，做全面的调查和深入细致的分析研究，找出影响矿井瓦斯含量的主要因素，指导矿井安全生产。
　　　5、煤层残存瓦斯含量
　　　根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准附录C，煤层残存瓦斯含量见表3-1-2。

　　　6、煤层透气性系数
　　　由于该矿储量核实报告未提供煤层适气性系数等相关瓦斯资料，本次设计无法计算煤层透气性系数，建议矿方对煤层透气性进行测定。
　　　7、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性
　　　根据中国矿业大学对M8和M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定及黔煤呈生产字[2008]1078号文，黔能源煤炭[2011]610号文，M8煤层在开采+1305m水平以上不具有突出危险性，M9煤层在开采+1314m水平以上不具有突出危险性。M12和M14煤层没有鉴定。
　　　根据黔安监管办字[2007]345号文件《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》，矿井区属煤与瓦斯突出危险区。该矿井一采区在M8、M9煤层鉴定不具有突出危险性的区域内按高瓦斯区域进行设计，未鉴定区域内按突出区域设计。矿井按煤与瓦斯突出矿井考虑。矿井必须做好防煤与瓦斯突出的措施，在建设和生产过程中必须严格执行《防治煤与瓦斯突出规定》的规定。矿井在在建设及生产过程中应注意煤与瓦斯的动力现象，特别是石门揭煤、煤巷掘进及采煤工作面做好突出危险性预测，并采取相应的防突措施。
　　　8、其它有毒有害气体情况
　　　矿井内的有毒有害气体除了瓦斯外，还有一氧化碳、二氧化氮、二氧化硫、硫化氢等。其来源通常是爆破产生的炮烟、矿物氧化、火灾、爆炸以及柴油机工作产生的废气等。以上各种气体都可以通过利用便携式仪器在现场快速测试。一氧化碳则主要是通过在井下的进回风巷中按规定安装一定数量的一氧化碳传感器来进行监测，其报警浓度为矿井允许的一氧化碳最高浓度，即0.0024%。
　　　采掘进工作面风流中，氧气浓度不低于20%，二氧化碳浓度不超过0.5%。
　　　井下其它有害气体允许浓度不得超过下表规定：

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；
　　　（1） 开采层相对瓦斯涌出量计算
　　　矿井开采的煤层为中厚煤层，一次采全高，按照AQ1018-2006标准附录A按下式计算：
　　　Q1＝K1×K2×K3×（Wo—Wc）m /M
式中：
　　　Q1—开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量，m3/t；
　　　K1—围岩瓦斯涌出系数，取 1.30；
　　　K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2=1/η，η为工作面回采率，97%；
　　　K3—分区内准备巷道预排瓦斯对开采层煤体瓦斯涌出的影响系数。采用长壁后退式回采时，K3按下式确定：K3＝（L-2h）/L；
　　　L—工作面长度，80m；
　　　h—巷道瓦斯排放带宽度，10m；
　　　Wo—煤的原始瓦斯含量，m3/t；
　　　Wc—煤的残存瓦斯含量，m3/t。
　　　各煤层残存瓦斯含量见下表3-1-5。

　　　设计根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准，采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，经预测M8煤层开采时矿井瓦斯涌出量最大，其中：采煤工作面相对瓦斯涌出量为17.41m3/t、绝对瓦斯涌出量为4.96m3/min；2个煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量为2×0.32=0.64m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为33.47m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为10.57m3/min，预测结果为高瓦斯。
　　　5、矿井瓦斯等级的确定
　　　根据贵州省煤炭管理局文件黔煤生产字[2007]488号《对安顺市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》：矿井绝对瓦斯涌出量为1.99m3/min，相对瓦斯涌出量为26.23m3/t。二氧化碳绝对涌出量为0.43m3/min，相对涌出量为2.88m3/t。瓦斯等级为高瓦斯。
　　　设计根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准，采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，经预测M8煤层开采时矿井瓦斯涌出量最大，其中：采煤工作面相对瓦斯涌出量为17.41m3/t、绝对瓦斯涌出量为4.96m3/min；2个煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量为2×0.32=0.64m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为33.47m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为10.57m3/min，预测结果为高瓦斯。
　　　与瓦斯等级鉴定结果相比，矿井绝对瓦斯涌出量预测结果比鉴定结果大，本设计以M8煤层的瓦斯涌出量作为矿井通风设计依据。
　　　设计按《防治煤与瓦斯突出规定》等要求，计算各煤层抽采达标后（设计考虑各煤层降到7.5 m3/t）各采面工作面、掘进工作面等瓦斯涌出量（见表3-1-6、3-1-7）。根据突出鉴定报告，三德煤矿在M8煤层在开采+1305m水平以上不具有突出危险性，M9煤层在开采+1314m水平以上不具有突出危险性。但部分指标均超过单项指标临界值，且测点相对集中，范围小，且不明确范围，瓦斯抽采方案仍按《防治煤与瓦斯突出规定》的要求进行设计。
　　　根据黔安监管办字[2007]345号文件《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》，矿井矿区属煤与瓦斯突出危险区。该矿井一采区在M8、M9煤层鉴定不具有突出危险性的区域内按高瓦斯区域进行设计，未鉴定区域内按突出区域设计。矿井按煤与瓦斯突出矿井考虑。
　　　6、从不同区域下同埋深分析研究矿井瓦斯涌出的变化规律
　　　由于矿井开采范围小，可视为同一区域，因此只对同埋深进行分析研究矿井瓦斯涌出的变化规律，不同煤层同一埋深上部煤层比下部煤层瓦斯涌出量小，同一煤层随着开采深度的增加，矿井的瓦斯涌出量将会逐渐增大的变化规律。
　　　矿井投产初期，瓦斯主要来源于采掘工作面；矿井生产中期，瓦斯涌出以回采为主，老空区占一定比例；矿井生产后期，老空区瓦斯占相当比重。同时，随着开采深度的增加，不仅瓦斯涌出量增大，而且由于来自开采层及围岩的瓦斯涌出量的增高，矿井的瓦斯平衡也会发生有规律的变化，采空区瓦斯的威胁越来越严重。矿井一般在浅部开采时，通风条件较好，瓦斯不易聚集。但随着开采深入，尤其在深部，通风较困难，瓦斯易于聚集。因此，除加强机械通风、井下通风管理及瓦斯治理工作外，还应加强矿井安全监测监控工作。
　　　3.1.3、瓦斯灾害治理措施选择
　　　1、研究确定降低矿井瓦斯浓度的可能途径
　　　1）加强通风是降低矿井瓦斯浓度的有效途径
　　　根据q绝=Q×C%（式中：q绝为矿井或采区绝对瓦斯涌出量，m3/min；Q为矿井或采区总回风量，m3/min；C%为矿井或采区总回风流中的瓦斯浓度，%。）可知当加大矿井风量时瓦斯浓度降低。
　　　2）采取有效的瓦斯抽放是降低矿井瓦斯浓度的有效途径。
　　　矿井范围内的瓦斯储量是一定的，当采取抽放措施后瓦斯含量减少，瓦斯浓度降低。
　　　3）地质构造带及局部瓦斯地段采取可行的治理措施是降低矿井瓦斯浓度的有效途径。
　　　2、瓦斯抽放率、抽放量计算
　　　矿井按有煤与瓦斯突出危险进行设计与管理，设计建立地面永久性瓦斯抽放站，井下建立了高低负压两套抽放系统。
　　　本方案设计区域防突保护层暂时选择M8煤层作为保护层开采，区域抽放主要采用底板穿层抽放（后期）和采、掘面顺层抽放等防突措施。
　　　该矿为突出矿井，在M8煤层在开采+1305m水平以上不具有突出危险性，M9煤层在开采+1314m水平以上不具有突出危险性。其他未鉴定标高以下按突出矿井设计，在开采各煤层时必须将煤层瓦斯含量降到8 m3/t（本次设计将瓦斯含量降到7.5 m3/t）以下。
　　　根据该矿井具体情况，设计高、低负压抽放系统。在进行掘进、采煤工作面之前，利用高负压对煤层进行预抽，煤层预抽后瓦斯含量见表3-1-10。

　　　因矿井已安装高负压抽放系统，抽放泵为2BE1-203型水环式真空泵各2套，功率为45Kw；低负压系统，抽放泵为2BE1-203型水环式真空泵，功率为37Kw。根据该矿已有设备进行验收：
　　　投产时期工作面倾斜长110m、顺槽339m宽，预抽时间3.5个月。需要预抽的瓦斯量为471995m3，预抽时间3.5个月，则瓦斯绝对抽出量为471995/（3.5×30×24×60）=3.1m3/min。
　　　M8煤层经抽放后，采面相对瓦斯涌出量为13.77m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.92m3/min，风排瓦斯量按3.3m3/min进行设计，抽放量为0.62 m3/min。
　　　按3.5m3/min进行高负压选型，按1m3/min进行低负压抽放设备选型。
　　　经验算矿上目前已有抽放泵能满足投产时期需要，具体验算见瓦斯抽放设备计算。
§3.2 防爆措施
　　　3.2.1、防止瓦斯积存的措施
　　　一、健全稳定、合理、可靠的通风系统是防止瓦斯事故的根本保证
　　　设计矿井由主斜井、副斜井进风，回风斜井回风的通风方式为并列式，采用抽出式通风方法。由主通风机、各类通风设施以及通风网络构成独立的通风系统，该系统简单，无角联风路。矿井通风容易时期等积孔为2.2m2，困难时期等积孔为2.1m2。因此，该矿井通风容易时期和困难时期均为小阻力矿井，矿井通风难易程度均为容易。
　　　各区段采、掘工作面设计专用进、回风巷，均形成了独立的通风系统。
　　　通风系统中按要求设置有双向风门、调节风门、防突风门等各类通风设施，在某些地段瓦斯局部积聚时，可以通过调节风门，增大瓦斯积聚地段的风量，减小瓦斯局部积聚的可能性。
　　　设计矿井在地面通风机房安装两台（1台运行，1台备用）FBCDZ-6-№15B型矿用防爆对旋轴流式主要通风机，双回路独立电源供电，可保证运行风机出现故障时，备用风机能及时投入运行，保证矿井正常通风。用风地点配风量大于实际需风量，且风速满足《煤矿安全规程》相关要求，能够保证矿井瓦斯不超限。
　　　在风井井筒与地面接口处设计一道防爆门，当主要通风机因故停止运转时，防爆门及时打开，充分利用自然风压通风。
　　　矿井反风设施完善，矿井反风时只要操作主要通风机电控装置就能实现通风机电机反转，从而实现矿井风流反向。各主要进、回风联络巷均设有两组闭锁的正反向风门，当主井、副井等主要进风巷发生火灾、瓦斯爆炸时，能够在10min之内改变井下风流方向，风流方向改变后，主要通风机的风量大于正常供风量的40%。风井安全出口内设置两道闭锁的正反向风门，既可满足行人需要，又可满足反风需求。
　　　二、确定矿井各作业点充足的风量、合理的风速是防止瓦斯事故的可靠保证
　　　该矿采用抽出式通风方式，回采工作面均采用“U”型后退式通风，回采工作面采用“U”型通风，地面通风机房安装2台(1台工作，1台备用) FBCDZ-6-№15B防爆对旋轴流式通风，其风量为23.3～51.7m3/s。
　　　矿井井巷风速要求及投产时矿井主要井巷风速见表3-2-1。
 

　　井下各作业点的风量和风速既满足《煤矿安全规程》第一百零一条的规定。又保证各作业点均有足够的风量和合适的风速。并及时排出煤尘、炮烟，风速适宜，作业环境舒适。

　　建立永久及临时测风站，测风气度，根据需要调整风量。保证巷道及各用风地点适宜风速。

　　三、合理确定瓦斯异常区装备、管理标准是防止瓦斯事故的有力措施

　　1、合理确定瓦斯异常区装备是防止瓦斯事故的有力措施

　　根据黔府办发〔2008〕83号文：《省人民政府办公厅关于加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见》，矿井必须实施瓦斯“零超限”管理。矿井采掘工作面回风流中瓦斯浓度必须治理到0.8%以下才能作业。实施瓦斯“零超限”管理制度，发现井下瓦斯超限必须先撤出超限区域作业人员、切断电源，进行处理。处理瓦斯超限必须制定专门措施，经矿总工程师(技术负责人)审批后，严格按措施组织实施;瓦斯超限要按未遂伤亡事故追查责任;瓦斯超限调查报告报县煤管局备案，未组织调查或未上报备案的，一经查实按瓦斯超限作业处罚。

　　针对瓦斯来源的涌出量与涌出规律的特征，矿井瓦斯涌出的区域可分为回采区、掘进区和已采区。瓦斯来源是瓦斯治理的基本依据。根据瓦斯来源的差异装备不同的设施、设备及采取不同的防治措施。

　　1)防止掘进巷道瓦斯积聚措施

　　在掘进巷道中最常见的瓦斯积聚形式有巷道顶板冒落空间和支架两侧背部及顶部空间的积聚等。防止瓦斯积聚除采用独立通风外，还需要采取以下措施：

　　(1)加强通风，增加风速，保证一般瓦斯涌出情况下顶板风速不小于0.5m/s。

　　(2)当风速不能满足要求时，在靠近瓦斯涌出阶段，采用设置风幛、靠顶板挂倾斜挡板等措施，局部增加风速。

　　(3)及时封闭报废的巷道和采空区，并防止联接处瓦斯积聚。

　　(4)增加掘进巷道的供风量。

　　(5)掘进通风方式必须采用压入式，掘进工作面局部通风机和启动装置，必须安置在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m。防止产生循环风，风筒口到掘进工作面的距离不得大于5m。

　　(6)将冒落空洞进行填实，支架两侧及顶板、背板密实。

　　(7)局部通风机采用“双风机，双电源”的运行方式，并实现主备风机自动切换。局部通风机要保持连续运转，不得随意停开，并有专人负责，实行挂牌管理;并按《煤矿安全规程》第一百二十八、一百二十九条的规定，“安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定：

　　局部通风机采用“三专”的运行方式，并实现主备风机自动切换。局部通风机要保持连续运转，不得随意停开，并有专人负责，实行挂牌管理;安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定：

　　① 局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。

　　② 压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距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口间的巷道中的最低风速必须符合本规程第一百零一条的有关规定。

　　③ 高瓦斯矿井、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井、低瓦斯矿井中高瓦斯区的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷掘进工作面正常工作的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机必须采用三专(专用开关、专用电缆、专用变压器)供电，专用变压器最多可向4套不同掘进工作面的局部通风机供电;备用局部通风机电源必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保持掘进工作面正常通风。

　　④ 其他掘进工作面和通风地点正常工作的局部通风机可不配备安装备用局部通风机，但正常工作的局部通风机必须采用三专供电;或正常工作的局部通风机配备安装一台同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机正常工作。

　　⑤ 必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离、混合式通风的局部通风机和风筒的安设、正常工作的局部通风机和备用局部通风机自动切换的交叉风筒接头的规格和安设标准，应在作业规程中明确规定。

　　⑥ 正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。

　　⑦ 使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障;待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。使用2台局部通风机同时供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。

　　⑧ 每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。

　　⑨ 严禁使用3台以上(含3台)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。”

　　⑩“使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风;因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源。

　　“恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，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，方可由指定人员开启局部通风机。”

　　(8)必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒需穿过风门等通风设施时，必须在通风设施中预埋铁风筒，不用时将铁风筒堵严，使用时将铁风筒打开，将软质风筒绑扎在铁风筒上，使局部通风机停运时，保证通风设施不漏风，保证通风系统稳定。风筒采用专人管理维护检查，风筒不得漏风，风筒必须采取措施进行吊挂。

　　(9)临时停工的地点停风后应即时密闭，启封密闭区等排放瓦斯必须由救护队进行。

　　(10)掘进区局部冒顶积存的瓦斯可在支架顶梁处安设导风板冲淡瓦斯或用充填黄土的方法处理。

　　(11)掘进瓦斯的涌出治理

　　① 可采用湿润煤体与洒水;

　　② 减少一次爆破量与爆破深度;

　　③ 采取间歇掘进但不停风;

　　④ 采用双巷掘进;

　　⑤ 缩短独头掘进巷道的长度;

　　⑥ 加强通风，严格通风管理;

　　⑦ 限制掘进速度等措施。

　　2)防止回采工作面瓦斯超限

　　回采工作面的瓦斯涌出特征与涌出量是回采区治理瓦斯的基础。

　　该矿井首采工作面采用放炮落煤，以后接替工作面采用采煤机割煤。首采工作面煤层暴露面最大，放炮时出现瓦斯涌出高峰，峰值可分为两部分Q1和Q2。

　　Q1包括入风携带的瓦斯，煤壁涌出的瓦斯和采空区涌入回采工作面的瓦斯等，这些是与采煤产量无直接关系的瓦斯涌出。

　　Q2与每次放炮的孔深、孔数，爆破区长度，煤的破碎程度及本煤层瓦斯含量有关。这些参数越高，瓦斯涌出量峰值就越大。Q2是与煤产量直接有关的瓦斯涌出。

　　回采工作面采用“U”形通风系统，这种系统具有漏风小的优点，但在上隅角附近由于采空区涌出的瓦斯大部分在这里集中，同时在此处风速低，风量不足，容易积存瓦斯而超限。主要形式有工作面上隅角瓦斯集聚及顶板附近瓦斯层状瓦斯集聚。

　　(1)经常测风，保证采煤工作面的风量及风速满足《煤矿安全规程》(第103条)的要求。

　　(2)在回采工作面与回风巷的联接处(上隅角)附近设置一道木板隔墙或帆布风幛，迫使一部分风流清洗上隅角，防止上隅角瓦斯积聚。

　　(3)在回采工作面上隅角处设置便携式瓦斯检测报警仪，以检查上隅角瓦斯情况。

　　(4)加强工作面顶板正常支护，保证工作面有足够的通风断面。

　　(5)工作面遇破碎带、工作面上下端头要及时加强特殊支护，保证破碎带、工作面上下端头有足够的通风断面。

　　(6)缺失的支柱及时补齐，失效的支柱及时更换，防止工作面局部冒顶及大面积垮顶。

　　(7)及时清理工作面的浮煤、散矸及杂物保证工作面有足够的通风断面。

　　(8)工作面上隅角瓦斯的处理措施

　　采用采空区留管抽放方法进行瓦斯抽放，将高浓度瓦斯通过抽放管抽到地面排放;在工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障，迫使一部分风流流经上隅角，将积存瓦斯冲淡、排出;或将回凤巷道后的联络眼密闭打开，并在回风巷设置调节风室或挂风帘，迫使一部分风流流经上隅角冲淡瓦斯后排出。

　　(9)顶板附近瓦斯层状瓦斯集聚处理措施

　　若回采工作面风速未能保证设计风速而小于1m/s，则容易使瓦斯浮于巷道顶板附近，形成一个比较稳定的带状瓦斯层，这即是瓦斯的层状集聚。处理办法是保证回采工作面的设计风速，使瓦斯与风流能充分地紊流混合，冲淡及排出。

　　(10)突出危险工作面(包括采掘工作面)必须配备专职瓦斯检员，跟班经常检查瓦斯，并密切观察突出预兆，监督检查落实防突措施，当发现有突出预兆时，瓦斯检查员有权停止作业，撒出人员。

　　3)已采区瓦斯的处理措施

　　(1)必须及时封闭已采区，并保证密闭质量，以控制其瓦斯涌出。

　　(2)应加强对采空区瓦斯的观测与管理

　　已采区瓦斯涌出特点是随着采止时间的增长，涌出量渐减;地面大气压力变化必然引起矿井井下大气压力的变化，对瓦斯涌出有着密切的关系，其涌出量会随之波动，气压降低时涌出量增大。因此大气压力变动季节加强对采空区瓦斯的观测与管理。

　　(3)采取抽放措施

　　当老空区涌出量较大时，应进行抽放瓦斯，抽放这种瓦斯方法简易，工程量小，容易奏效。

　　4)防止其它巷道瓦斯超限

　　(1)井下人员躲避硐及信号硐室或小绞车硐室等扩散通风距离不得超过6m，且巷道宽度不得小于1.5m，高度不得小于1.8m，并经常检查其瓦斯是否超限。

　　(2)所有的巷道风速必须符合《煤矿安全规程》(第103条)的要求。

　　(3)对己报废的巷道、硐室、或暂时不用的巷道、硐室，必须及时密闭，并设置警示牌，经常检查密闭效果。

　　(4)对于巷道中的高冒区，采取搭建木垛充填高冒区，减少空间，防止瓦斯积聚。

　　(5)断梁柝柱的巷道必须及时修理，确保巷道不垮落。

　　(6)临时停风区必须按要求及时打好密闭，并悬挂警示牌。拆除临时停风区密闭时必须根据临时停风区瓦斯情况采取分级排放瓦斯措施进行瓦斯排放。

　　A：掘进工作面因停风、停电巷道瓦斯不超过1%时，可由矿指定专人立即启动局部通风机，恢复正常通风。

　　B：掘进工作面因停风、停电巷道瓦斯超过1%，但不超过3%时，由矿制定安全技术措施，实施瓦斯排放。

　　C：掘进工作面因停风、停电巷道瓦斯超过3%时，必须由专业矿山救护队实施瓦斯排放工作。

　　D：启封密闭工作，必须由专业救护队实施。

　　(7)巷道贯通

　　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。并用钻机先打1个直径200mm的瓦斯排放孔。

　　② 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。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工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1.0%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。

　　③ 贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。

　　④ 有水患的巷道贯通前必须加强排水工作，确认无水患后才能贯通。

　　2、严格管理标准是防止瓦斯事故的有力措施

　　1)严格瓦斯检查制度

　　(1)矿井必须建立严格的瓦斯及其它有害气体的检查制度。配齐瓦检员及配足瓦检器，瓦检器必须进行定期校验。瓦检员必须经煤矿安全监查局授权的有资质的机构培训合格并取得资质证后方可持证上岗。

　　(2)矿井必须建立安全议器仪表检查制度。建立矿井安全监测监控系统，具体设计见第十章。

　　(3)建立完备的瓦斯和其它气体检查制度。矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘(区)队长、通风(区)队长、工程技术人员、班长、安全监测工、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪或报警矿灯。瓦斯检查工必须携带便携式甲烷检测仪或便携式光学甲烷检测仪。

　　(4)建立完备的通风设施和通风系统的检查制度。配备足够数量的通风安全检测仪表，仪表必须由国家授权的安全仪表计量检验单位进行检验。

　　(5)所有采掘工作面、硐室、使用中的机电设备的设置地点、有人员作业的地点都应纳入检查范围。采掘工作面必须固定专人经常检查瓦斯浓度;有煤(岩)与瓦斯突出危险的采掘工作面，有瓦斯喷出危险的采掘工作面和瓦斯涌出量较大、变化异常的采掘工作面，设专人经常检查，并安设甲烷断电仪。井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度每天至少检查1次，挡风墙外的瓦斯浓度每周至少检查1次。

　　(6)瓦斯检查人员执行瓦斯巡回检查制度，并认真填写瓦斯检查班报表。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。通风值班人员必须审阅瓦斯班报，掌握瓦斯变化情况，发现问题及时处理，并向矿调度室汇报。通风瓦斯日报必须送矿长、矿技术负责人审查并签字，并实行班报、日报、瓦斯手册三对口。

　　矿井总回风巷或一翼回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过0.70%时，必须立即查明原因，进行处理。采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。

　　采煤工作面瓦斯涌出量大于或等于20m3/min、进回风巷道净断面8m2以上,经抽放瓦斯达到《煤矿瓦斯抽采基本指标》的要求和增大风量已达到最高允许风速后，其回风巷风流中瓦斯浓度仍超过0.8%时，由企业主要负责人审批后，可采用专用排瓦斯巷。

　　采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止用电钻打眼;爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。采掘工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。

　　采掘工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可通电开动。采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。

　　(7)采、掘工作面当班班长必须携带便携式甲烷检测仪，在采煤工作面回风上隅角或掘进迎头不大于5m处悬挂便携式甲烷检测仪，一旦出现瓦斯涌出异常现象，立即停止作业、撤出人员、切断电源，向矿领导、调度室汇报，制定专门措施处理。

　　(8)采掘工作面必须固定专人经常检查瓦斯浓度;并定期检查一氧化碳浓度、气体温度的变化。

　　2)加强瓦斯监测

　　(1)设计在井下各采煤工作面、煤巷掘进头等瓦斯聚集地点，设置瓦斯监测报警装置，从矿井地面监控室内可连续监测矿井瓦斯变化情况。

　　(2)矿井配备足够的瓦斯检测仪器检测。

　　(3)采掘工作面当班班长必须携带便携式瓦斯监测报警仪，在采煤工作面上隅角或掘进迎头不大于5m处，瓦斯涌出现象(大于0.8%时)，立即停止作业;采掘工作面风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，汇报领导，制定措施处理。

　　(4)在井巷施工或矿井生产中，应测定煤层瓦斯含量及有关参数，以便对矿井的瓦斯预测和通风设计进行必要的修改。

　　3)瓦斯排放分级管理制度

　　(1)巷道瓦斯浓度超过0.8%，不超过1.5%时，由通风部门值班领导制定措施，可由瓦斯检查员按措施排放。

　　(2)瓦斯浓度在1.5%～3.0%时，由通风部门负责组织编制措施，经通风部门技术负责人批准，指派现场负责人，并组织排放。

　　(3)瓦斯浓度超过3%，由通风部门编制措施，矿总工程师批准，并组织排放。通风、安全、生产、机电、救护等部门派人参加排放。

　　(4)排放瓦斯回风流巷道撒人、停电，并安排所有通向回风巷岔口站岗。

　　四、严格执行瓦斯管理制度

　　矿井瓦斯治理应以“一通三防”为基础，坚持“先抽后采、监测监控、以风定产”的煤矿瓦斯治理方针，着力构建“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位、隐患排除、综合利用”的煤矿瓦斯治理与综合利用工作体系。

　　新采区投产前，必须完成抽采钻孔、抽采巷道和有关设备安装等瓦斯治理工程，具备瓦斯治理的各项功能和条件，否则不许投产。

　　煤矿企业要严格履行瓦斯隐患排除的主体责任，主要负责人是第一责任人，负责瓦斯隐患排查所需要经费和物资的落实，总工程师是具体责任人，负责组织瓦斯隐患排除和落实隐患排除工作。

　　实施瓦斯“零超限”管理制度，矿井采掘工作面回风流中瓦斯浓度必须治理到0.8%以下才能作业，发现井下瓦斯超限必须先拆出该区域作业人员、切断电源、进行处理。

　　1)矿井总回风巷中瓦斯、二氧化碳浓度超过0.7%时，必须立即查明原因，进行处理。

　　2)采掘工作面回风巷风流中的瓦斯浓度超过0.8%时或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。

　　3)采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止用电钻打眼;爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破;采掘工作面及其它作业地点风流中、电动机或开关安设地点20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。

　　4)采煤、掘进工作面及其它巷道内，体积大于0.5m3及空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

　　5)采煤、掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。

　　6)局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯浓度，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且在局部通风机及开关附近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，恢复正常通风。

　　7)建立健全瓦斯、二氧化碳和其他有害有害气体检查制度，确保瓦斯不超限，严禁瓦斯超限作业。

　　(1)及时选送人员参加瓦斯检查员培训与学习，稳定瓦斯检查员队伍，并持证上岗。

　　(2)突出矿井的采、掘工作面设置专职瓦斯检查员，随时检查工作面的瓦斯;其他地点设置区域瓦斯检查员，每班检查瓦斯不少于三次。

　　(3)瓦斯检查员提前进班，严格按照瓦斯检查操作程序检查作业地点的瓦斯，只有当瓦斯浓度低于0.8%或二氧化碳低于1.5%时，方可通知作业人员进入作业地点工作。

　　(4)定期检查一氧化碳浓度和气体温度等情况，严防煤层、采空区等地点自燃发火。

　　(5)通风瓦斯日报表必须送矿长、矿技术员审阅，对重大的通风、瓦斯问题应制定措施，进行处理。

　　五、防止灾害扩大

　　1)矿井主要通风机反转即可进行反风，井下各通风构筑物均按反风要求设置，满足井下灾害发生时全矿井反风需要，减少灾害损失。

　　2)主要通风机出风井口安装防爆门，防止爆炸事故发生后通风机损坏，影响矿井通风。

　　3)加强职工安全教育，下井人员必须佩带自救器，熟悉井下避灾路线。

　　4)设计在主要运输石门、回风巷、采面进风巷、采面回风巷、掘进巷道设隔爆水棚。防止爆炸扩大为全矿性灾难，使灾害损失减至最小。

　　5)对于有煤与瓦斯突出危险性的矿井，为了防止掘进工作地点发生煤与瓦斯突出时，冲击其它工作地点、大范围破坏矿井主要通风系统，在石门和煤巷掘进工作面进风侧设置防突风门，以控制突出时瓦斯能沿回风道流入回风系统。

　　6)设计在采煤工作面、掘进工作面均设置避灾硐室，采区设置采区避难所。在采、掘工作面进回风巷距工作面20～40m处各设置一个压风自救站，具体布置见压风自救系统图。使发生灾难事故后井下人员能够避难使人员伤亡减至最小。

　　六、矿井必须建立建立安全仪器仪表及重大安全设施的检测检验制度，保证正常使用

　　1)安全仪器仪表检测检验制度

　　(1)所有的安全仪器仪表必须固定专人管理和使用。

　　(2)安全仪器仪表必须定期进行检测检验，过期不检测检验或检测检验不合格的仪器仪表不得继续使用。

　　(3)矿井主管部门应根据实际情况制定仪器仪表检测检验细则，并监督执行。

　　2)重大安全设施的检测检验制度

　　(1)矿安全技术管理部门每年初必须编制重大安全设施的检测检验计划，并按计划组织或监督实施。

　　(2)重大安全设施在检测检验前必须由矿技术部门编制安全技术措施，技术措施中必须明确施工负责人、技术负责人、检测检验方法、技术标准等要求，并经矿总工程师批准后严格按措施实施。

　　3.2.2、控制和消除引爆火源

　　1、防止爆破引燃瓦斯

　　为防止爆破引燃瓦斯，放炮必须严格遵守井下爆破的有关规定，同时严格执行以下措施：

　　1)采掘进工作面必须使用取得产品许可证安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药和煤矿许用雷管。

　　2)掘进工作面应采用毫秒爆破。使用煤矿许用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。

　　3)炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分，应用粘土炮泥封实。

　　4)炮眼封泥严禁用煤粉，块状材料或其它可燃性材料，无炮泥或不实的炮眼严禁放炮。

　　5)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时，不准装药放炮。

　　6)放炮母线、连接线和电雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。

　　7)在放炮地点20m内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体堵塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。

　　8)处理瞎炮(包括残炮)必须在班组长直接指导下进行，并在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。

　　9)放炮时，应采用正向起爆，严禁放炮母线有明接头，严禁裸露放炮母线。

　　10)放炮必须严格执行“一炮三检查”(装药前、放炮前、放炮后)和“三人连锁”(放炮员、班组长、瓦检员)放炮制度，严禁采用糊炮、明火放炮和一次装药多次放炮。

　　11)严格执行《规程》中关于爆破材料(第320条)和井下放炮的各条规定(第323~332条)，且按矿井瓦斯等级选用煤矿许用的炸药和雷管。

　　2、防治自燃措施

　　根据贵州省煤田地质局实验室2008年9月17日提供的M8和M9煤层自燃倾向性鉴定报告：M8和M9煤层为三类不易自燃煤层，M12和M14煤层没有鉴定。

　　一采区按煤层自燃倾向性为三类进行设计和管理。

　　1)开拓开采方面的措施

　　针对煤层自燃发火情况，开采时，主斜井、副斜井、回风斜井均布置在M8煤层顶板岩层中，采用锚喷支护。煤层巷道尽可能布置在卸压范围内。

　　回采巷道均布置在煤层中，采用不可燃的锚网支护。

　　矿井开采时，要注意观察，加强自燃征兆的早期识别工作。采煤方法对自燃发火的影响主要表现在煤炭回收率的高低、回采时间的长短上。该矿采用走向长壁后退式采煤法，回采率高，巷道布置简单。顶板管理采用全部垮落法，人工清扫浮煤，尽量使工作面回采率提高。采煤工作面回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。综合防治，有很高的防火安全性。

　　合理的采煤方法能够提高矿井先天的抗自燃发火能力，多年来的实践表明，降低煤层自燃发火的可能性要从以下几个方面着手：

　　(1)少丢煤;

　　(2)控制矿山压力，减少煤柱破裂;

　　(3)合理布置采区;

　　(4)回采时应尽量避免过分破碎煤体;

　　(5)加快工作面的回采速度，使采空区热源难于形成;

　　(6)及时密闭已采区和废弃的旧巷;

　　(7)注意选择回采方向，不使采区回风巷过分受压或长时间维护在煤柱里。

　　2)通风方面的措施

　　通风因素的影响主要表现在采空区，煤柱和煤壁裂隙漏风，漏风就是向这些地点供氧，促进煤的氧化自燃。采空区面积大，漏风量相当大，但风速低，散热作用差，在工作面的两巷(回采工作面的运输巷和回风巷)一线(停采线)，过断层地带，煤层变薄跳面的地方有大量的浮煤堆积，最易发生自燃。所以每一回采工作面回采完毕必须立即进行封闭，以减少浮煤堆积地点的漏风量，防止自燃。良好的通风系统可以在很大程度上控制自然火灾的发生。为防止煤层自燃，该矿在通风方面采取如下措施：

　　(1)该矿井在开采过程中，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;

　　(2)调节风门、风门应设置在围岩坚固、地压稳定的地点，还应避免引起采空区或煤柱裂隙漏风量的增大;

　　(3)采取措施，降低采区进回风巷之间两端的负压差，以减少漏风;

　　(4)风门、调节风门之间的距离留有较大的余地;

　　(5)设置双向风门，矿井可实现反风，以防火灾事故扩大;

　　(6)实现风门闭锁，使一组风门不能同时敞开，确保风流稳定。

　　3)监测方面的措施

　　(1)人的感官可以察觉的自燃征兆

　　① 巷道中出现雾汽或巷壁汗“挂汗”;

　　② 风流中出现火灾气味，如煤油味、松香味、臭味等;

　　③ 从煤炭自燃点流出的水和空气较正常的温度高;

　　④ 当空气中有毒有害气体浓度增加时，人们有不舒服的感觉，如头痛、头晕、精神疲乏等。

　　(2)仪表检测

　　有下列情况之一者，定为自燃发火：

　　① 煤炭自燃出现明火、火灾烟雾、煤油味等;

　　② 煤炭自燃使环境空气、煤层围岩及其它介质温度升高并超过70℃;

　　③ 采空区或风流中出现一氧化碳(CO)，其浓度已超过矿井实际统计的临界指标，并有上升趋势。

　　有下列情况之一者，定为自燃发火隐患：

　　① 采空区或井巷风流中出现一氧化碳，其发生量呈上升趋势，但尚未达到矿井实际统计的临界指标;

　　② 风流中出现二氧化碳(CO2)，其发生量呈上升趋势，但尚未达到矿井实际统计的临界指标;

　　③ 煤炭、围岩及空气和水的温度升高，并超过正常温度，但尚未达到70℃;风流中氧(O2)浓度降低，其消耗量呈上升趋势。

　　本设计对该矿可采各煤层按不易自燃煤层进行设计(Ⅲ级)，防止井下火灾主要针对矿井井下的外因火灾。

　　3、电气防爆措施

　　1)供电电压在127V以上的电气设备选用隔爆型，监控、通讯、仪表、人员定位系统选用本质安全型。

　　井下使用的电气设备，在下井前必须检查其“产品合格证"、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能，检查合格后，方能下井使用。

　　不同地点电气设备的选用，必须满足《煤矿安全规程》第四百四十四条的规定，即

　　* 使用架线电机车运输的巷道中及沿该巷道的机电设备硐室内可以采用矿用一般型电气设备(包括照明灯具、通信、自动化装备和仪表、仪器);

　　** 煤(岩)与瓦斯突出矿井的井底车场的主泵房内，可使用矿用增安型电动机;

　　*** 允许使用经安全检测鉴定，并取得煤矿矿用产品安全标志的矿灯。

　　普通型携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度1.0%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。

　　2)井下电缆的选用，应满足：

　　(1)必须选用经检验合格的并取得煤矿矿用安全标志的阻燃电缆;

　　(2)严禁采用铝包电缆;

　　(3)电缆主线芯的截面积应满足供电线路负荷的要求。

　　(4)供电电压在127V以上的供电电缆选用矿用阻燃铜芯电缆;监控、通讯、人员定位系统选用专用监控、通讯电缆。

　　3)井下电气设备的安装、使用

　　(1)井下电气设备不得有失爆现象，一旦出现失爆应及时更换和维修;

　　(2)为井下供电的变压器中性点不得接地;

　　(3)电缆连接必须采用经检验合格的接线盒进行连接;

　　(4)井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。

　　(5)电气设备必须按完好标准进行安装与检修，不完好的电气设备不得下井或在井下继续使用。

　　(6)电缆接头杜绝“鸡爪子”、“羊尾巴”、“明接头”。

　　(7)井下严禁带电检修、搬迁电气设备。

　　(8)局部通风机开关设置风电、瓦斯电闭锁装置。

　　(9)严禁在井下折卸、敲打、撞击矿灯。

　　4)井下电气设备的保护

　　(1)矿用隔爆型高压真空配电装置具有过载保护、短路保护、失压脱扣保护、断相保护和漏电保护等功能;

　　(2)低压磁力起动器具有过载保护、短路保护、低电压保护和失压保护等功能;

　　(3)矿用隔爆型移动变电站具有漏电保护、漏电闭锁、过载保护、短路保护和欠电压保护等功能;

　　(4)矿用隔爆型煤电钻综合控制装置具有短路保护、过载保护、漏电保护、远距离停送电等功能;

　　(5)矿用隔爆型照明综合控制装置具有短路保护、漏电动作及电缆绝缘危险指示功能。根据配电网络的最大三相短路电流校验开关设备的分断能力和动、热稳定性以及电缆的热稳定性;用最小两相短路电流校验保护装置的可靠动作系数。

　　(6)井下设有完整的接地系统，电气设备的金属外壳和构架必须进行保护接地，接地网任一保护接地点测得的接地电阻值不超过2欧姆，每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的接地线的电阻值，不得超过1欧姆。局部接地极、辅助接地极及其连接母线，均按规程规范要求和设计文件要求安装敷设和运行管理。

　　(7)井下高压电动机、动力变压器的高压控制设备，应具有过负荷保护、短路保护、接地和欠压释放保护。井下由采区变电所、移动变电站或配电点引出的馈电线上应装设短路、过负荷和漏电保护装置，以防止井下电气着火事故的发生。低压电动机的控制设备，应具备短路、过负荷、单向断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。

　　(8)对容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装扩罩或遮栏等防护设施。

　　4、防止撞击产生火花的措施

　　1)防止机械摩擦产生火花;

　　2)防止斜井绞车道掉道、跳销、断绳跑车;

　　3)严禁手镐落煤;

　　4)严禁干式打眼;

　　5)防止矿车相向撞击或追尾撞击。

　　5、防止产生引燃(爆)火源(明火)的措施

　　防止瓦斯引燃的原则，坚决禁绝一切非生产热源，生产中可能产生的热源，必须严格管理和控制。

　　1)严禁携带烟草和点火物品下井;严禁穿着化纤衣服;井下需要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，应严格遵守有关规定。

　　2)井下禁止使用灯泡、电炉取暖，禁止打开矿灯，井口房、通风机房、瓦斯抽放泵房周围20m内禁止使用明火。

　　3)防止机械摩擦产生火花。

　　4)高分子聚合材料制品，如风筒容易因摩擦而积聚静电，当其静电放电时，可能引燃瓦斯、煤尘或发生火灾。因此井下应采用无静电、难燃的聚合材料制品。

　　5)井下所有电气设备必须符合《煤矿安全规程》规定要求。

　　6)掘进工作面局部通风机采用“三专"供电，并严格实行双风机双电源运行方式，同时主备风机能自动切换，局部通风机与掘进工作面电气设备实现风电、瓦斯与电闭锁。

　　7)井下发生外因火灾，应即灭火并及时隔离。

　　3.2.3、地面储、装、运等辅助生产系统防爆措施

　　地面的生产系统比较简单，原煤从主井运出地面后由小型转载胶带运输机分品种运至煤仓，再装车外运。煤在煤仓中为露天堆放，煤中所残存的瓦斯直接进入空气中，采取以下措施：

　　1)主井运输胶带机及小型转载胶带运输机的电气设备、照明设用具采用防爆型，所用电缆采用矿用阻燃电缆;

　　2)设计在地面运输线及煤仓处安装完善的消防洒水设施。

　　§3.3 隔爆措施

　　根据贵州省煤田地质局实验室2008年9月17日提供的M8和M9煤尘爆炸危险性鉴定报告：M8、M9煤层均为煤尘无爆炸性。M12、M14煤层没有鉴定，本次设计按照煤尘没有爆炸性进行设计。

　　3.3.1、隔爆水棚(水槽、水袋)

　　该矿M8、M9煤层均为煤尘无爆炸性。隔爆水棚按隔绝瓦斯爆炸的保护范围，分为主要隔爆棚和辅助隔爆棚，隔爆水棚是由架设于巷道顶部充满水的水槽或水袋组成，本设计采用水袋棚设置主要隔爆水棚和辅助隔爆水棚。

　　一、水棚的结构

　　水棚是由架设于巷道顶部充满水的水袋组成，水栅由吊挂装置、水袋、充水装置等组成。主要水袋棚选用60L的塑料水袋，其型号为GBSD-60，其长×宽×高=900×400×250mm;辅助水棚选用40L的塑料水袋，其型号为GBSD-40，其长×宽×高=600×400×250mm。

　　二、水棚的计算与布置

　　1、主要水棚的计算

　　水棚是由架设于巷道顶部充满水的水袋组成，水栅由吊挂装置、水袋、充水装置等组成。主要水袋棚选用60L的塑料水袋，其型号为GBSD-60，其长×宽×高=900×400×250mm;辅助水棚选用40L的塑料水袋，其型号为GBSD-40，其长×宽×高=600×400×250mm。

　　三、水棚的计算与布置

　　1、主要水袋棚

　　1)水袋选择：该矿井选用60L的水袋，其型号为GBSD-60，其长×宽×高=900×400×250mm

　　2)水袋的计算与布置

　　布置方式的确定：水袋悬挂于巷道顶部。

　　2)水袋的计算

　　(1)总水量

　　G1=gS=400×6=2400L

　　G2=gS=400×5.6=2240L

　　G3=gS=400×6.3=2520L

　　式中：

　　G——总水量(L);

　　g——主要水棚按每平方米巷道需水量,g=400(L/m2)

　　S——巷道断面(m2),设计净断面。

　　(2)单架水袋棚水量

　　Gn=VN=60×2=120L

　　式中：

　　Gn——每架水棚水量(m3)

　　V—每个水袋的水量V=60L

　　N---单架水袋个数，取2。

　　(3)水袋架数

　　N1=G1/ Gn=2400/120=20(架);

　　N2=G2/ Gn=2240/120=18.7(架)，取19;

　　N3=G3/ Gn=2520/120=21(架);

　　(4)水棚棚区长度

　　L1=(N-1)C+0.4=(20-1)×1.6+0.4=30.8m。

　　L2=(N-1)C+0.4=(19-1)×1.7+0.4=31m。

　　L3=(N-1)C+0.4=(21-1)×1.5+0.4=30.4m。

　　式中：

　　L——水袋棚区长度，m;

　　C——水袋棚间距， m。

　　2、辅助水袋棚计算

　　1)水袋选择：该矿井选用40L的塑料水袋，其型号为GBSD-40，其长×宽×高=600×400×250mm

　　2)水袋的计算与布置

　　布置方式的确定：水袋悬挂于巷道顶部。

　　3)水袋的计算

　　(1)总水量

　　G=gS=200×6.3=1260L

　　式中：

　　G——总水量(L);

　　g——主要水棚按每平方米巷道需水量,g=200(L/m2)

　　S——巷道断面(m2)。

　　(2)单架水袋棚水量

　　Gn=VN=40×2=80L

　　式中：

　　Gn——每架水棚水量(m3)

　　V—每个水袋的水量V=40L

　　N---单架水袋个数N=2。

　　(3)水袋架数

　　N=G/ Gn=1260/80=15.8(架)，取16架

　　(4)水棚棚区长度

　　L=(N-1)C+0.4=(16-1)×1.5+0.4=22.9m

　　式中：

　　L——水袋棚区长度，m;

　　C——水袋棚间距，取C=1.5m。

　　3、水袋的布置断面验算

　　1)要求：断面积S<10m2时，a=nB/L×100%≥35%;

　　断面积S<12m2时，a=nB/L×100%≥60%;

　　断面积S<12m2时，a=nB/L×100%≥65%;

　　式中：n—排棚上的水袋个数;

　　B—水棚迎风断面宽度;

　　L—水棚所在巷道断面宽度;

　　2)巷道断面均小于10m2，按照下列要求进行隔爆水袋验收：

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

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

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

　　(2)辅助隔爆水棚：

　　a=nB/L×100=2×600/3050×100%=39%≥35%;

　　由上可知，隔爆水棚符合设计要求。

　　4、水棚的布置

　　该矿井利用井下消防洒水系统，在水棚附近管路上安装闸阀、接胶管向水棚供水。

　　1) 布置地点选择原则

　　主要水棚安设地点：主斜井、副斜井、回风斜井。

　　辅助水棚安设地点：1181运输巷、1181回风巷、1182运输巷、1182回风巷。

　　2)水棚布置方式

　　分为集中式和分散式，本设计采用集中式布置。

　　4、隔爆水棚设置位置

　　① 水棚应设置在直线巷道内;

　　② 与巷道交叉口、转弯处的距离须保持50-75m，与风门的距离>25m;

　　③ 第一排集中式水棚与工作面的距离必须保持60-200m，;

　　④ 在应设辅助隔水棚的巷道应设多组水棚，每组间距不大于200m;

　　5、水棚排间距与水棚的棚间长度

　　1)集中式水棚排间距为1.2～3.0m，两个袋组的间距为10～30m。

　　2)集中式主要水棚棚间长度不小于30m，集中式辅助水棚棚区长度不小于20m。

　　水棚具体设置地点详见下表3-3-1。
 

　　3-3-2运/风巷辅助隔爆水棚图

　　6、水棚给水系统

　　1)水栅给水系统

　　利用井下消防洒水系统进行给水。在安装水栅各处的井下消防洒水系统管道上分别接一个三通及D25的支管和闸阀。水栅需要加水时用一根8分的橡胶管，一端接在D25的支管上，另一端与需要加水的水袋相接，打开D25的闸阀就可以对水袋进行给水。

　　2)水栅的管理与维护

　　(1)隔爆设施固定专人管理与维护，每周至少检查一次隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量是否符合要求。发现问题及时处理。

　　(2)水棚区内供水管、水管接头、充水软管应经常保持完好，并随时补充水袋中的水量。

　　(3)损坏的水袋必须及时更换。

　　(4)及时清除水棚表面煤尘、杂物。

　　(5)每周至少检查一次隔爆设施栅区内巷道变形情况，发现异常情况及时进行处理。

　　§3.4 瓦斯抽采

　　3.4.1、矿井瓦斯储量

　　1、瓦斯储量

　　1)瓦斯储量计算范围

　　矿井可采煤层煤层及受采动影响的围岩。

　　2)瓦斯储量

　　矿井瓦斯储量按下式计算：

　　　2、瓦斯抽采
　　　1） 抽采瓦斯的必要性
　　　矿井通风中，加强通风是处理瓦斯的最有效方法，而当瓦斯涌出量大于通风所能解决的瓦斯涌出量时或采用通风方法不合理时，就应当采取抽放瓦斯措施，对于局部区域的瓦斯超限（如采面上隅角等处），采用通风方法可能无法解决瓦斯问题或采用通风方法不合理时，也必须采取瓦斯抽放措施，减轻通风压力。
　　　根据国家安全生产监督管理局和国家煤矿安全监察局第5号令第十条，高瓦斯矿井应有瓦斯抽放措施，并装备安全监控系统；并根据贵州省煤安局关于高瓦斯、突出矿井必须建立瓦斯抽放系统的规定，建立瓦斯抽放系统十分必要。
　　　另外，从资源利用和环保的角度看，瓦斯是一种优质洁净的能源，将抽出的瓦斯加以利用，可以变害为宝，改善能源结构，保护大气环境，取得显著的经济效益和社会效益。从资源利用和环保的角度看，也有必要进行瓦斯抽采，变被动为主动开发。
　　　瓦斯抽放旨在保障矿井安全生产，同时也是解决瓦斯问题的基本手段。众所周知，加强通风是处理瓦斯的最有效方法，而当瓦斯涌出量大于通风所能解决的瓦斯涌出量时或采用通风方法不合理时，就应当采取抽放瓦斯措施，对于局部区域的瓦斯超限（如采面上隅角等处），采用通风方法可能无法解决瓦斯问题或采用通风方法不合理时，也必须采取瓦斯抽放措施。根据国家安全监管总局、国家煤矿安监局（安监总煤装〔2007〕188号文）《关于加强煤矿瓦斯先抽后采工作的指导意见》，明确指出，煤矿瓦斯先抽后采是治理瓦斯的根本性措施。
　　　先抽后采的指导原则：煤矿瓦斯抽采必须落实“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针，把实现瓦斯先抽后采与实现矿井瓦斯全方位监测监控、坚持采掘工作面“以风定产”有机结合起来，实现对瓦斯的综合防治。同时，煤矿瓦斯先抽后采还必须坚持“多措并举、应抽尽抽、抽采平衡”的原则，把煤矿瓦斯先抽后采真正落到实处。
　　　多措并举就是要紧密结合本企业的实际，充分利用地面和井下的空间，提前预留抽采时间，采取多种可能采用的有效抽采技术和工程措施，并加大科技创新、政策支撑、严格法规标准和现场管理，全面加强先抽后采，实现抽采达标。
　　　应抽尽抽就是对应当进行瓦斯抽采的煤层，都必须先抽采瓦斯，达到《基本指标》要求后再安排采掘；在此基础上，要对煤层瓦斯尽最大能力进行抽采，努力实现煤炭开采前瓦斯抽采的最大化。
　　　抽采平衡就是在对煤层瓦斯抽采工作超前规划、超前设计、超前施工的基础上，确保煤层预抽时间和瓦斯预抽效果，保持抽采达标煤量和拟安排生产准备及回采的煤量相平衡，也就是矿井采掘活动严格控制在瓦斯抽采达标的区域和煤层内。
　　　先抽后采的工作目标：
　　　一是要满足采掘工作面防止煤与瓦斯突出的要求。突出煤层突出危险区域的采掘工作面经预抽后，瓦斯含量和瓦斯压力能够达到《基本指标》规定要求；
　　　二是满足采掘工作面安全生产的要求。煤层经预抽瓦斯后，采掘工作面瓦斯抽采率、煤的可解吸瓦斯含量和回风流瓦斯浓度达到《基本指标》的要求；
　　　三是逐步实现“抽、掘、采”平衡。煤层经预抽瓦斯后，抽采达标煤量能够满足安全掘进和安全回采的要求。
　　　另外，从资源利用和环保的角度看，瓦斯是一种优质洁净的能源，将抽出的瓦斯加以利用，可以变害为宝，改善能源结构，保护大气环境，取得显著的经济效益和社会效益。从资源利用和环保的角度看，也有必要进行瓦斯抽采，变被动为主动开发。
　　　根据该矿井预计的瓦斯涌出情况，参考类似条件矿井瓦斯抽放经验，初步确定该矿井设置高、低压两套瓦斯抽放系统。
　　　2） 抽采瓦斯的可行性
　　　钻孔抽放煤层瓦斯是防治煤与瓦斯突出的主要方法之一，钻孔抽放煤层瓦斯减弱直至消除煤层突出危险性的实质在于：向煤层内打一定数量的钻孔，造成煤层局部卸压，并抽排煤层中的瓦斯，使煤层中瓦斯的潜能得到释放，同时降低了煤体中的瓦斯压力和瓦斯含量，并由此引起煤层的收缩变形，使煤层的地应力下降，透气性增大，地应力和瓦斯压力梯度减小，煤体的强度增大，这样就从减弱煤层突出的主动力和增强抵抗突出的阻力两个方面起到消除或消弱煤层突出危险性的效果。开采未卸压层瓦斯抽放的可行性是指在原始透气性条件进行预抽的可能性。
　　　最常用的衡量瓦斯抽放难易程度的指标是煤层透气性系数和钻孔瓦斯流量衰减系数。
　　　衡量煤层可抽性的指标主要有下列三项：
　　　① 煤层的透气性系数(λ)；② 钻孔瓦斯流量衰减系数(p)；③ 百米钻孔瓦斯极限抽放量(Qj)；
　　　煤层抽放瓦斯难易程度分类风表3-4-2。

 

　　　由于该矿在地质勘查阶段未做相应的工作，建议在今后进行论证，以确定煤层进行预抽的可能性。
　　　3）瓦斯抽排分析
　　　矿井按有煤与瓦斯突出危险进行设计与管理，设计建立地面永久性瓦斯抽放站，井下建立了高低负压两套抽放系统。
　　　本方案设计区域防突保护层暂时选择M8煤层作为保护层开采，区域抽放主要采用底板穿层抽放（后期）和采、掘面顺层抽放等防突措施。
　　　矿井一采区按照突出矿井不突出区域进行设计，其他未鉴定标高以下按突出矿井设计，在开采各煤层时必须将煤层瓦斯含量降到8 m3/t（本次设计将瓦斯含量降到7.5 m3/t）以下。
　　　该矿为突出矿井，在M8煤层在开采+1305m水平以上不具有突出危险性，M9煤层在开采+1314m水平以上不具有突出危险性。其他未鉴定标高以下按突出矿井设计，在开采各煤层时必须将煤层瓦斯含量降到8 m3/t（本次设计将瓦斯含量降到7.5 m3/t）以下。
　　　根据该矿井具体情况，设计高、低负压抽放系统。在进行掘进、采煤工作面之前，利用高负压对煤层进行预抽，煤层预抽后瓦斯含量见表3-4-3。

、

　　　因矿井已安装高负压抽放系统，抽放泵为2BE1-203型水环式真空泵各2套，功率为45Kw；低负压系统，抽放泵为2BE1-203型水环式真空泵，功率为37Kw。根据该矿已有设备进行验收：
　　　投产时期工作面倾斜长110m、顺槽339m宽，预抽时间3.5个月。需要预抽的瓦斯量为471995m3，预抽时间3.5个月，则瓦斯绝对抽出量为471995/（3.5×30×24×60）=3.1m3/min。
　　　M8煤层经抽放后，采面相对瓦斯涌出量为13.77m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.92m3/min，风排瓦斯量按3.3m3/min进行设计，抽放量为0.62 m3/min。
　　　按3.5m3/min进行高负压选型，按1m3/min进行低负压抽放设备选型。
　　　经验算矿上目前已有抽放泵能满足投产时期需要，具体验算见瓦斯抽放设备计算。
　　　3.4.2、抽采系统和方法
　　　1、瓦斯抽采系统的选择及合理性分析
　　　1）瓦斯抽采依据
　　　根据贵州省煤炭管理局文件黔煤生产字[2007]488号《对安顺市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》：矿井绝对瓦斯涌出量为1.99m3/min，相对瓦斯涌出量为26.23m3/t。二氧化碳绝对涌出量为0.43m3/min，相对涌出量为2.88m3/t。瓦斯等级为高瓦斯。
　　　设计根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准，采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，经预测M8煤层开采时矿井瓦斯涌出量最大，其中：采煤工作面相对瓦斯涌出量为17.41m3/t、绝对瓦斯涌出量为4.96m3/min；2个煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量为2×0.32=0.64m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为33.47m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为10.57m3/min，预测结果为高瓦斯。
　　　与瓦斯等级鉴定结果相比，矿井绝对瓦斯涌出量预测结果比鉴定结果大，本设计以M8煤层的瓦斯涌出量作为矿井通风设计依据。
　　　根据中国矿业大学对M8和M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定及黔煤呈生产字[2008]1078号文，黔能源煤炭[2011]610号文，M8煤层在开采+1305m水平以上不具有突出危险性，M9煤层在开采+1314m水平以上不具有突出危险性。M12和M14煤层没有鉴定。
　　　根据黔安监管办字[2007]345号文件《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》，矿井矿区属煤与瓦斯突出危险区。该矿井一采区在M8、M9煤层鉴定不具有突出危险性的区域内按高瓦斯区域进行设计，未鉴定区域内按突出区域设计。矿井按煤与瓦斯突出矿井考虑。矿井必须做好防煤与瓦斯突出的措施，在建设和生产过程中必须严格执行《防治煤与瓦斯突出规定》的规定。矿井在在建设及生产过程中应注意煤与瓦斯的动力现象，特别是石门揭煤、煤巷掘进及采煤工作面做好突出危险性预测，并采取相应的防突措施。
　　　根据AQ1027-2006标准及贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字[2006]158号）《关于贵州省高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井瓦斯治理方案的通知》，三德煤矿建立地面永久瓦斯抽放系统对矿井瓦斯进行抽放，瓦斯抽采必须进行瓦斯抽采专项设计。
　　　2）煤层可抽放性
　　　虽然该矿井未进行有关参数的测定，但矿区内邻近矿井已经建有瓦斯抽放系统，根据实际抽放情况有一定效果，特别是卸压瓦斯抽放效果良好。因此该矿抽放瓦斯是可行的、必要的。
　　　目前瓦斯抽放系统主要有地面钻孔抽放系统、地面集中抽放系统等。
　　　该矿开采的煤层属中厚-缓倾斜煤层，地面地形条件较好、工业场地总体规划紧凑，矿井瓦斯涌出特点相对均匀，开拓布置及生产系统集中。根据以上因素综合分析确定选择地面集中抽放系统。地面集中抽放系统与其他抽放系统相比具有系统运行安全可靠性高，维护维修量小维护费用低，抽放方法、抽放巷道、钻场、钻孔选择灵活方便等优点。
　　　2、地面集中抽采（预抽）的预抽量、预抽时间、预抽效果分析
　　　1）抽放瓦斯量计算
　　　按以上计算为4.5m3/min
　　　2）抽放瓦斯钻场预抽放时间计算：
　　　T=（lnQ－lnQt）/α=（ln0.70－ln0.21）/0.02=60.2(d)
　　　经计算，取T=60（d）
式中：
　　　α----钻孔流量衰减系数，d－1；取α=0.020d－1；
　　　Q----钻孔初始瓦斯流量，取Q0=0.70m3/min；
　　　Qt----经过时间T天后的钻孔瓦斯流量，根据抽放瓦斯矿井的抽放瓦斯经验，取Qt=0.3Q0=0.21m3/min.
　　　通过上述计算，矿井必须提前60.2天进行预抽瓦斯。考虑该矿煤层赋存以及工作面接替情况，设计按提前3.5个月进行预抽。
　　　3、抽放方法
　　　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）为了提高瓦斯抽放率,宜选用多种抽放方法相结合的综合抽放方式。
　　　（2）当矿井采掘工作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协工作面安全生产，应采用底板瓦斯抽放巷抽放邻近层瓦斯。
　　　（4）工作面后方采空区瓦斯涌出大，危害工作面安全生产或老采空区瓦斯积聚存量大，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抽边掘的方法加以解决。
　　　（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酸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，应采取转岩瓦斯抽放措施。
　　　（9）坚持“先抽后采、监测监控、以风定产”的煤矿瓦斯治理方针。
　　　（10）瓦斯含量达到或超过8.0m3/t的煤层（区域）、瓦斯压力达到或超过0、74MPa煤层（区域）必须预抽煤层瓦斯，必须执行“先抽后采、抽采达标”要求。
　　　（11）加强抽采管路管理，采取大孔径、密集孔、大管路、超前抽放等原则。
　　　3）钻场布置、钻孔参数确定
　　　钻场布置、钻孔参数确定根据具体的抽放方法而定。
　　　4）封孔方式、材料及工艺
　　　（1）封孔材料
　　　钻孔采用聚氨酯封孔，对于井下封孔而言，主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等均有一定的要求。可选用聚氨酯封孔材料，在钻孔内6.4～7.5m深度封孔，钻孔密封段长度仅1m，既能保证密封严密，又可节省封孔材料。该聚氨酯封孔材料膨胀倍数20倍以上，聚氨酯发泡均匀、细小，孔隙又不联通，还有可塑性，适于动压区封孔；在抽放瓦斯负压60～80KPa、正压2MPa下，钻孔密封严实不漏气。
　　　（2）封孔工艺
　　　聚氨酯封孔采用卷缠药液法,缠药方法及钻孔内封孔管结构如图3-4-1所示。抽放管为内径25mm的焊缝钢管，长为8m，在管前端焊上铁档板，套上木塞和橡胶垫圈，距前端橡胶垫圈1m处，再套上木塞和橡胶垫圈，并用铁线缠紧固定，在1m间距内的抽放管上固定一块毛巾布（1m×0.7m）。封孔操作程序为：先称出封一个孔的甲、乙组成药液，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色变为乳白色时，停止搅拌，将药液均匀倒在毛巾布上，边倒药液边向抽放管上卷缠毛巾布，并把卷缠好药液的封孔管迅速插入钻孔，大约5分钟后，药液开始发泡膨胀，20分钟后停止发泡，逐渐硬化固结。为了避免封孔管晃动影响封孔质量，孔口处用木塞楔紧。封一个钻孔的聚氨酯用量约为1Kg左右。
　　　5）钻孔与管路的连接
　　　聚氨酯封孔1小时后，便可与抽放管路连接。钻孔与管路连接处应设置流量计和阀门。钻孔封孔器与抽放管路的连接如图3-4-2所示。连接管采用胶管。预抽一定时间后，根据效果检验结果，决定停止抽放时间，继续向前掘进，掘进到距钻底5m左右的超前距时，停止掘进，重新打钻孔抽放瓦斯，如此反复循环。

 

 

　　4、抽采巷道的选择和布置

　　根据突出鉴定，M8、M9煤层在鉴定范围内无突出危险性，该范围内可以采用本煤层顺层抽放，其它未作鉴定的区域按突出危险区设计和管理，在M14煤层布置底板抽放巷抽采巷对未鉴定区域的煤层进行瓦斯抽采。

　　5、钻场布置和钻孔参数

　　1)采、掘工作面抽放钻场、钻孔布置

　　(1)采煤工作面钻场布置和钻孔参数

　　为降低煤层开采时的瓦斯涌出量，设计在采煤工作面运输巷打平行顺层钻孔进行煤层瓦斯预抽。

　　钻孔布置：沿煤层倾斜方向每隔3m布置一个顺层抽放钻孔，钻孔在机巷进行施工，钻孔深度70m，钻孔布置示意图见图3-4-3。

　　根据AQ1026-2006 煤矿瓦斯抽采基本指标的第4.1条规定，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低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(表压)以下。控制范围如下：

　　a) 石门(井筒)揭煤工作面控制范围应根据煤层的实际突出危险程度确定，但必须控制到巷道轮廓线外8m以上(煤层倾角≥8°时，底部或下帮5m)。钻孔必须穿透煤层的顶(底)板0.5m以上。若不能穿透煤层全厚，必须控制到工作面前方15m以上。

　　b) 煤巷掘进工作面控制范围为：巷道轮廓线外8m以上(煤层倾角≥8°时，底部或下帮5m)及工作面前方10m以上。

　　c) 采煤工作面控制范围为：工作面前方20m以上。

　　①回采工作面顺层抽放钻孔示意图见图3-4-3。

、　　　（2）掘进工作面钻场布置和钻孔参数
　　　① 钻场布置：在煤巷掘进工作面后5m处的巷道两帮施工钻场。钻场的规格应根据巷帮瓦斯抽放钻孔布置的要求，使用钻机的外型尺寸及钻杆长度而定。根据矿井的具体情况，每组钻场在煤巷两侧应交替布置，其规格为：长×高×宽=4m×掘进巷道高度×3m，采用金属支柱支护。同侧相邻两个钻场之间的间距为40m。抽放钻场、钻孔布置见图3-4-4。根据AQ1026-2006 煤矿瓦斯抽采基本指标的第4.1条规定，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低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（表压）以下。控制范围如下：1）石门（井筒）揭煤工作面控制范围应根据煤层的实际突出危险程度确定，但必须控制到巷道轮廓线外8m以上（煤层倾角≥8°时，底部或下帮5m）。钻孔必须穿透煤层的顶（底）板0.5m以上。若不能穿透煤层全厚，必须控制到工作面前方15m以上。2)煤巷掘进工作面控制范围为：巷道轮廓线外8m以上（煤层倾角≥8°时，底部或下帮5m）及工作面前方10m以上。3）采煤工作面控制范围为：工作面前方20m以上。
　　　② 边掘边抽钻孔布置：
　　　在每个钻场内，沿走向布置3个钻孔，即左、右钻场各3个，孔深60-80m左右。钻孔编号为l#—6#，左边钻场1#、2#、3#钻孔，终孔位置在工作面前方煤层中部，距巷道轮廓线的距离分别为5m、10m、15m，开孔位置距巷道轮廓线的距离在1m以上，每个钻孔终孔水平距离为5m；右边钻场4#、5#、6#钻孔，终孔位置在工作面前方煤层中部，距巷道轮廓线的距离分别为5m、10m、15m，开孔位置距巷道轮廓线的距离在1m以上，每个钻孔终孔水平距离为3.5m。该钻孔布置参数在对抽放量、抽放浓度等考察后再进行适当调整。根据实际抽放情况，抽放效果不理想时，应适当加密钻孔进行抽放。该抽放方法一般用于煤巷掘进工作面瓦斯涌出量大，当时在抽放情况下也能保证安全掘进但单一通风不能有效解决风流瓦斯的情况下。

 

　　　2）石门揭煤工作面钻场布置和钻孔参数
　　　穿层钻孔预抽石门（含斜巷等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施（在构造破坏带应适当加大距离）。钻孔的最小控制范围是：石门、斜巷揭煤处巷道轮廓线外12m（急倾斜煤层底部或下帮6m），同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m；直径42mm，石门揭煤（底板）抽放钻孔布置图3-4-8。

图3-4-8 石门揭煤（底板）抽放钻孔布置图
　　　3）采空区留管抽放钻场布置和钻孔参数
　　　留管抽放：指采煤工作面在回采前，提前在回风巷安设瓦斯管路至采面上隅角附近，并由里向外每间隔25-30m安装一个三通，以便工作面上隅角推进到三通位置时安装条形抽放咀，当工作面上隅角推进到三通位置时，便打开三通堵板，利用抽放咀抽放工作面上隅角和采空区的瓦斯。针对目前该矿井下实际情况，当采煤工作面构成通风系统准备回采之前，将瓦斯管路经采面回风巷铺设到采面上隅角附近，并由里向外每间隔30m安装一个三通，当工作面上隅角推进到三通位置时，便打开三通堵板安装条形抽放咀，利用抽放咀抽放工作面上隅角和采空区的瓦斯。
　　　此种抽放方法在回采工作面瓦斯涌出量不大，但该回采工作面上隅角瓦斯又经常超限时使用，能够取得较好的效果，其布置方式如附图3-4-9。

　　　4）封孔长度
　　　钻孔封孔长度应该符合《防治煤与瓦斯突出规定》的相关要求：预抽瓦斯钻孔封堵必须严密。穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m，顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m。
　　　本设计根据《防防治煤与瓦斯突出规定》相关，结合矿井实际，确定顺层钻孔封孔长度≥8m，穿层钻孔是封孔长度≥5m。
　　　6、矿井抽采的控制范围及应达的到的指标
　　　1）矿井抽采的控制范围
　　　A：穿层钻孔或顺层钻孔预抽煤层瓦斯时穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m，下帮至少10m；其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m。以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离；
　　　B：穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯
　　　穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施（在构造破坏带应适当加大距离）。钻孔的最小控制范围是：石门和立井、斜井揭煤处巷道轮廓线外12m（急倾斜煤层底部或下帮6m），同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m；
　　　C：掘进工作面采用边掘边抽预抽煤层瓦斯
　　　顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制的条带长度不小于60m，要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m，下帮至少10m；其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m（该矿为缓倾斜煤层，倾角6°）。以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离；
　　　D：当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或者预抽防突效果无效范围的前方边界不得小于20m；
　2）矿井抽采应达到的指标；
　①工作面瓦斯抽采率

　　　③ 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；
　　　3.4.3、抽采管路及其设备
　　　一、设计依据
　　　1、设计根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准，采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，经预测M8煤层开采时矿井瓦斯涌出量最大，其中：采煤工作面相对瓦斯涌出量为17.41m3/t、绝对瓦斯涌出量为4.96m3/min；2个煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量为2×0.32=0.64m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为33.47m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为10.57m3/min，预测结果为高瓦斯。
　　　本设计以M8煤层的瓦斯涌出量作为矿井通风设计依据。
　　　2、矿井抽放量
　　　（1）矿井瓦斯抽放量
　　　　高负压抽放量：3.5m3/min。
　　　　低负压抽放量：1m3/min。
　　　　矿井瓦斯抽放量（纯瓦斯量）为：3.5+1=4.5m3/min
　　　（2）工作面瓦斯抽放量
　　　工作面高负压抽放量经前面计算为：3.1m3/min
　　　掘进巷道高负压抽放量经前面计算为：0.62m3/min
　　　3、瓦斯抽放浓度高负压抽放为40%；低负压抽放为15%。
　　　二、高、低负压抽放管路系统及抽放设备选型
　　　（一）管路的选择
　　　1、瓦斯抽放管
　　　（1）根据主管、支管中不同瓦斯流量，采用下面公式计算瓦斯管路内径：

　　　5、瓦斯泵选型结果
　　　根据上述计算结果，高负压抽放泵所需真空绝对压力60174Pa，流量为22m3/min；低负压抽放泵所需真空压力68191Pa，流量为15m3/min。
　　　设计高负压抽放系统抽放泵可利用2BE1-203型水环式真空泵各2套（其中1套备用），转速565r/min；低负压系统抽放泵选用2BE1-203型水环式真空泵各2套（其中1套备用），转速660r/min。
　　　高负压抽放系统抽放泵2BE1-203 (转速565r/min)型抽放泵在真空压力60174Pa压力下，其抽气量为 19.6m3/min，轴功率为29.8kW。低负压系统抽放泵2BE1-203 (转速660r/min)型抽放泵在真空压68191Pa压力下，其抽气量为24.4m3/min，轴功率为34.3kW。
　　　抽放泵电机功率选型：
　　　计算电机功率为Ne＝N轴ke／ηeηtr
　　　式中：ke——电动机容量备用系数(ke=1.1～1.2)，取1.2；
　　　　ηe——电动机效率，取0.98；
　　　　高负压抽放泵电机功率：Ne＝1.2×24.3/0.98＝29.8(kW)
　　　　低负压抽放泵电机功率：Ne＝1.2×28/0.98＝34.3(kW)
　　　　高负压电动机选用真空泵防爆电机电机，其功率选用45kW；低负压电动机选用真空泵防爆电机电机，其功率选用37kW。
　　　根据高负压抽放泵冷却水消耗量为12.5m3/h，低负压抽放泵冷却水量为18.5m3/h，合计冷却水消耗量为31m3/h，选择IB80-65-125型防爆型水泵2台。流量50m3/h，扬程20m，电机功率5.5KW。

　　　四、抽放系统的管径、材质、连接方式，主管路的趟数
　　　1、抽放系统的管径及材质
　　　高负压系统：经计算抽放管主管DN=0.161m，选择主管型号为DN 200×6mm；经计算采面支管DN=0.131m，选择支管型号为DN150×6mm；经计算掘进支管DN=0.072m，选择支管型号为DN100×4mm；管材选用专用PVC阻燃抗静电瓦斯抽放管。
　　　低负压系统：经计算抽放管主管DN=0.141m，选择主管型号为DN200×6mm；经计算抽放管支管DN=0.141m，选择主管型号为DN150×6mm；管材选用专用PVC阻燃抗静电瓦斯抽放管。
　　　2、管路的连接方式
　　　在保证安全的前提下，主管采用法兰连接；支管宜采用法兰连接或快速管接头等方式连接。在用法兰方式时，要做好接头处的电气连接。管路每200m左右需要进行接地，以防静电和带电。
　　　3、主管路趟数
　　　高负压抽放主管一趟，低负压抽放主管一趟。
　　　4、富裕能力验算
　　　瓦斯抽放系统选型计算过程中，已经考虑到备用系数。根据《煤层瓦斯抽放工程设计规范GB50471-2008》要求，在计算过程中，瓦斯管径富裕能力系数1.6。压力备用系数取1.6。瓦斯抽放流量取备用系数1.5。所以，已经达到抽放设备富裕能力≮15%的要求。
　　　五、抽放管路的布设、敷设方式和安全距离
　　　1、管路的布设和敷设方式
　　　（1）管路的敷设
　　　① 首采面高负压抽放管路布设
　　　首采煤工作面：地面泵站→风井→上煤组回风上山→1181运输巷→采煤工作面；
　　　首掘进工作面1：地面泵站→风井→上煤组回风上山→1182运输巷→掘进工作面；
　　　首掘进工作面1：地面泵站→风井→上煤组回风上山→回风绕道一→1182回风巷→掘进工作面；
　　　② 低负压抽放管路敷设
　　　地面泵站→风井→上煤组回风上山→回风绕道一→1181回风巷。
　　　（2）管路的敷设方式
　　　抽放瓦斯管主管沿风井井筒底板敷设，间隔6～9m设置一个混凝土支承；支承高度不小于0.3m。采区抽放管路与电缆分别挂在巷道两侧，采用沿巷道底板悬臂支承等方式敷设，支承高度不小于0.3m。在倾斜巷道中每隔80～100m均设置一个止推支承。地面瓦斯管路不得从地下穿过房屋或其他建筑物。管路坡度取1%，管接头，阀门以及各种零部件须安装严密，应具有良好的气密性和足够的机械强度，并应满足防冻、防腐要求；不得与带电物体接触并应有防止砸坏管路的措施。
　　　2）管路的安全距离
　　　抽采管路与电缆分挂在巷道两侧并且要吊高或垫高，若吊挂必须平直，距地面高度不小于0.3m、运输巷道内抽放管路卢矿车最外缘的间隙必须大于0.7m、地面瓦斯管路不得从地下穿过房屋或其它建筑物。立井、斜井管路应采取在罐道梁上固定、设防滑卡等防滑措施。
　　　3.4.4、管路的附属设施及其布设原则
　　　管路的附属设施包括控制阀门、计量装置、放水器、除渣装置、管路瓦斯参数测定孔。
　　　1、控制闸门
　　　1）管路控制闸门
　　　主管、支管每隔300m安装一个控制闸门；主管与支管的分支或管路的分叉处各安装一个控制闸门。
　　　2）瓦斯泵站控制闸门
　　　（1）瓦斯泵站进、排气主管，进、排气主管上的放空管各安装一个控制闸门；
　　　（2）瓦斯泵的吸气管、排气管处各安装一个控制闸门。
　　　2、计量装置
　　　在高低负压抽放进气主管侧放空管与进气闸门之间各安装一套FKL型计量装置。通过计量装置读取瓦斯泵的抽放混合气体总量。
　　　3、放水器
　　　在高低负压抽放进气主管放空管前端、排气主管放空管后端各安装一套Ⅰ型自动放水器；在抽放管路的低洼、抽放钻场、管路拐弯、温度突变处及管路中每隔200-300m安装一个自动放水器。通过自动放水器自动将管道中的水放掉。
　　　4、管路瓦斯参数测定孔
　　　在高低负压抽放进气主管进气控制闸门前端、高低负压抽放排气主管控制闸门后端各安装一个管路瓦斯参数测定孔，利用AK-3A型管路瓦斯参数测定仪对管路中的甲烷浓度、流量、正压、负压等参数进行测定。
　　　3.4.5、井下管路的阻燃性和防砸、防带电、防腐、防漏气、防下滑、防底鼓措施
　　　1、设计选用焊接钢管或抽放专用PVC管作抽放管，具有良好的不燃性及耐砸性，同时在巷道破碎带、应力集中地带加强支护防止大块矸石掉落及垮顶砸坏管道。
　　　2、管道法兰盘连接处采用阻燃性耐油密封垫进行密封，连接要牢固可靠以防漏气。
　　　3、管道不得与带电物体接触，并做好管道法兰盘连接处电气连接，管路每200m左右需要进行一处良好接地，以防静电和带电。
　　　4、管道安装前必须进行除锈，并将外表面刷防锈漆进行防腐。
　　　5、在倾斜井巷中安装抽放管时每隔6～9m设置一个混凝土支承以防管道下滑。
　　　6、井下瓦斯管路通过巷道容易底鼓的地段，必须将管子吊高或垫高，距离巷道底部高度不小于0.3m，并且发现有底鼓的巷道，必须及时卧底、扩帮等，以恢复巷道的原有形状。管道下方不能浸泡在积水中，安装瓦斯抽放管路的巷道必须保持畅通，不能出现积水，防止矿井水堵塞管路。
　　　7、有关瓦斯抽放的所有电气设备必须采用有“MA”防爆标志的产品，并且在高低负压抽放进气、排气主管放空管前端各安装一个FBQ-1型防爆回火装置。一旦管内发生瓦斯爆炸或燃烧，由于爆炸波和火焰被水封所隔绝，同时使防爆盖胶板冲开或破裂，爆炸能量得到释放，可靠保护抽放泵站设备及用户的安全。
　　　8、抽放瓦斯管路上方有淋水时，必须在抽放管路上方用不燃性材料架设水棚，将顶板淋水引离瓦斯管路，防止顶板淋水直接淋在瓦斯抽放管路上。
　　　9、在主要运输巷道中瓦斯管路架设必须远离运输设备或矿车1m以上，避免运行中的设备或矿车撞坏管路。
　　　10、管路安装完毕后，必须进行气密性检查，以免漏气，影响抽放效果。
　　　3.4.6、地面管路的防冻和防雷电、静电措施
　　　1、矿区地处贵州高原中部，温暖湿润，冬无严寒，夏无酷暑，气候宜人。相对湿度较大。冬季雪、凝冻天气较短，区内气候类型属北亚热带季风湿润气候。但本区夏季时有冰雹、雷暴、山洪、暴雨等自然灾害出现。年平均气温14.3℃，年平均降雨量1179.9mm。因此地面埋设管路无需考虑防冻。
　　　2、瓦斯抽放站及其地面管路、瓦斯储气罐均要按GB50057《建筑物防雷设计规范》的第一类建筑物防雷要求，设置避雷装置（避雷针、避雷带、接地系统等），防止雷击并防止雷电波侵入井下。
　　　1）防直接雷
　　　（1）装设独立避雷针或架空避雷线，使被保护的建构筑物处于被保护范围内。
　　　（2）避雷针及其引下线的全部构件和接地装置，应与被保护的建构筑物及与其有联系的金属物（金属管道、电缆、导线）保持一定的距离，地上部分不小于5m，地下部分不小于3m。
　　　（3）避雷线至屋面或各种建筑物突出屋面的物体之间的距离不小于3米。
　　　（4）独立避雷针或架空避雷线应有独立接地，其接地冲击电阻不大于10欧。
　　　2）防感应雷
　　　（1）为防止静电感应产生电火花，建构筑物内的金属物（设备、管道、结构钢筋、电缆金属外皮等）都应接到防感应雷的接地装置上。其接地电阻不大于10欧。
　　　（2）为防止静电感应产生电火花，长金属管道两端应接地。平行敷设的长金属管道（包括电缆金属外皮），每隔20-30m距离用金属线跨接一次。
　　　（3）防感应雷接地装置与防直接雷接地装置应分开，相互间距不小于3m，但与电气设备的接地装置共用（相连），接地电阻应满足最小要求（接地电阻不大于10欧）。
　　　（4）防感应雷的接地装置一般在建筑物周围环形敷设。
　　　3）防雷电波侵入
　　　（1）为避免沿电力线传入高电位，最好使电气设备及照明不设在室内。
　　　（2）低压线路引入室内时，全线采用电缆直接埋地敷设，电缆两端金属外皮应接地，其接地装置可与防感应雷接地装置相连接。
　　　（3）允许从架空线上经一段不小于50-100m电缆引入室内，在电缆与架空线连接处，应装设阀型避雷器，且和杆上绝缘子铁脚、电缆金属外皮共同接地。其接地电阻不大于10欧。引入端应与防感应雷接地装置相连接。
　　　并在入户端将电缆的金属外皮与防雷接地装置连接。
　　　（4）金属管道架空引入建筑物时，在入口处必须与防感应雷接地装置相连接。管道在靠近建筑物100m内，每隔25m接地一次，其冲击接地电阻不大于20欧。
　　　3.4.7、瓦斯抽放站的辅助设施
　　　1、起重、冷却、采暖、通风、测量及计量
　　　1）设计沿每台瓦斯泵纵向中心线对应的房顶上安装一根起重梁，起重梁大小按起吊设备的最大重量及房屋的最大跨距确定。
　　　2）瓦斯抽放泵站的冷却水从+1440m 的250m3生产消防水池安装一趟φ57×3.5焊接钢管以静压方式引入瓦斯泵冷却水池，然后用水泵供给水泵。瓦期抽放泵排出的热水自流排入循环水池。
　　　3）该矿区内属亚热带高原季风气候区，气候潮湿，多阴雨，平均相对湿度81％，气温低，年平均气温14.3℃，因此可不考虑抽放泵房及值班室供热及采暖。
　　　4）抽放泵站各建筑物均采用自然通风方式。抽放泵房在屋顶檐下200mm处的前后墙上开四个排气窗，每个排气窗面积0.8m2，且门窗和排气窗合计的泄压面积符合相关要求。
　　　5）在高低负压抽放进气主管侧放空管与进气闸门之间各安装一套FKL型计量装置。通过计量装置读取瓦斯泵的抽放混合气体总量。
　　　6）在高低负压抽放进气主管侧计量装置前AK-3A型瓦斯抽放泵站参数监测仪，连续监测管路中的甲烷浓度、流量、正压、负压等参数。
2、安全设施及安装布置方式
　　　1）防爆器
　　　在高低负压抽放进气、排气主管放空管前端各安装一个FBQ-1型防爆回火装置。一旦管内发生瓦斯爆炸或燃烧，由于爆炸波和火焰被水封所隔绝，同时使防爆盖胶板冲开或破裂，爆炸能量得到释放，可靠保护抽放泵站设备及用户的安全。
　　　2）防回火装置
　　　在高低负压抽放进气、排气主管放空管前端各安装一个FHQ-1型防回火装置。水封式防回火装置利用铜网的散热作用，隔绝或阻碍火焰的进一步传播。
　　　3）除渣装置
　　　在高低负压抽放进、排气主管闸门后端各安装一套FZQ-1型排渣装置。定期将管路中的渣物清除。
　　　4）放空管
　　　在高低负压抽放进气主管计量装置前端及高低负压抽放排气主管自动放水器前端各安装一组10m高的放空管（包括放空闸门），泵站放空管的高度应超过泵房房顶3m。
当抽放泵站不工作时将进气主管上的放空管闸门打开管道气体进入大气。当用户停止用气时将排气主管上的放空管闸门打开泵站排出的气体经放空管直接进入大气。
　　　5）消防装置
　　　抽放泵站机房内设1m3消防沙箱一个，二氧化碳灭火器4个。
　　　6）抽放泵站避雷装置
　　　抽放泵站避雷装置按本节第九条第二小点设置。
　　　3、防火间距及机房安全出口
　　　1）防火间距
　　　抽放泵站设在回风井工业场地内以东附近的缓坡上，站房距井口和主要建筑物、居住区的距离100 m。地面泵房和泵房周围20m范围内，禁止堆积易燃物和有明火。
　　　2）抽放泵站建筑必须采用不燃性，耐火等级为二级，并设置栅栏或围墙。
　　　3）机房必须设有两个直接通往机房外的安全出口。
　　　4、瓦斯泵房在进入大门的位置设置“严禁烟火”的禁示牌，在瓦斯泵内的配电房的房门上设置“有电危险”的禁示牌，在瓦斯泵外露的旋转部分用网罩可铁皮罩隔离。
　　　3.4.8、抽放设备及设施选型合理性和运行安全、可靠性分析
　　　抽放泵站共选用4台抽放泵，两台高负压抽放（一用一备），两台低负压抽放（一用一备）；一套高负压抽放管路系统，一套低负压抽放管路系统，管路流速10m/s。抽放泵运行工况点稳定可靠。抽放管路辅助设施及抽放泵站辅助安全设施完善，从矿井变电所引两路专用电源作为抽放泵站的供电电源，供电设备选用防爆型，供电设施选用矿用型。抽放系统选型合理、运行经济、安全可靠。
　　　3.4.9、安全保障措施
　　　1、抽放站场、钻孔施工防治瓦斯措施
　　　在钻孔施工中应防止瓦斯涌出事故及机械伤人事故，并采取如下措施：
　　　1）边钻进边抽放瓦斯。
　　　2）钻机配备的电动机及附属电气设备必须是防爆型的。
　　　3）配备瓦斯检测器及警报器，定期检查瓦斯浓度，一旦瓦斯超限，必须立即停钻处理。
　　　4）钻场内使用的敲击工具必须用铜及硬度低于铜的材料制造。
　　　5）钻孔时必须穿戴整齐、动作利索避免被机械绞伤。
　　　6）钻机转动部件的防护装置及保护装置必须完好。
　　　7）扶“给进把”时，身体与“给进把”不能成一直线，并离开一定距离，以免孔内发生故障，“给进把”打伤人。
　　　8）开动钻机前应做好准备工作，分工要明确，操纵钻机应动作协凋，达到准确无误，不要用手脚拉蹋滚筒上的钢丝绳，以防止被钢丝绳绞伤。
　　　9）巷道支护牢固安全可靠，放工后方严禁堆积杂物，确保人员撒退路线畅通。
　　　2、管路及抽放瓦斯站防雷电、防火灾、防洪涝、防冻、防底鼓措施
　　　1）管路及抽放瓦斯站防雷电
　　　管路及抽放瓦斯站防雷电措施按本节第九条第二小点设置。
　　　2）管路及抽放瓦斯站防火灾措施
　　　（1）抽放泵站设在回风井工业场地内，站房距井口和主要建筑物、居住区的距离不得小于50m。地面泵房和泵房周围20m范围内，禁止堆积易燃物和有明火。
　　　（2）抽放泵站建筑必须采用不燃性，耐火等级为二级，并设置栅栏或围墙。
　　　（3）供电电压在127V的以上的电气设备及器具选用防爆型，供电电缆选用矿用阻燃型。供电电压在36V的以下的电气设备及器具选用该矿型，电源电缆选用矿用阻燃型，控制电缆选用矿用型。
　　　（4）抽放管路严禁与带电体直接接触。
　　　（5）抽放泵站机房内设1m3消防沙箱一个，二氧化碳灭火器4个。
　　　（6）抽放站附近管路设计设置放水器、防爆器，防回水装置、放空管等附属安全装置。
　　　3）管路及抽放瓦斯站防洪涝措施
　　　在井田中部平缓坡地段，工业场地占地面积为50亩左右。工业场地范围内未发现崩塌、泥石流、地面塌陷及地裂缝等地质灾害，地质环境条件较好。现有矿山公路相通，交通运输较为方便。工业场地内无河流，只有季节性冲沟。井口无水患威协，防洪涝条件好，因此只需在泵站周围设600×600mm的防洪沟即可达到防洪涝要求。
　　　4）管路及抽放瓦斯站防冻措施
　　　该矿井所在区域的气候属亚热带高原季风气候区，气候潮湿，多阴雨，平均相对湿度81％，气温低，年平均气温14.3℃，年平均降雨量1179.9mm。因此该矿冬天气温较高，地面管路一般无需考虑防冻。如果遇特殊情况如下雪、结冰时，地面管路可采取刷保温漆，包裹隔热石棉及涂刷保温沥青等防冻措施。
　　　5）瓦斯抽放管路防底鼓的措施
　　　井下瓦斯管路应每天有专人巡视，发现井下巷道安装瓦斯管路的地方，应及时进行清理，防止底鼓破坏抽放管路。
　　　3、其他安全保障措施
　　　1）抽放泵站设置的避雷钍要求高于泵站的放空管。
　　　2）泵房通风良好，并有直通矿井调度室的电话。
　　　3、抽放瓦斯浓度规定
　　　由于矿井属小型矿井，该矿井暂不对瓦斯进行利用。
　　　4、安全管理措施
　　　1）矿井瓦斯抽放工作由矿技术负责人全面技术负责，矿技术负责人应定期检查、平衡瓦斯抽放工作。矿长负责瓦斯抽放工作行政责任，负责施工队伍的组织、建章建制；瓦斯抽放工程的资金安排、落实及瓦斯抽放工程的验收组织工作。
　　　2）矿技术负责人负责组织编制、审批、实施、检查瓦斯抽放工作的长远规划、年度计划和安全技术措施，保证瓦斯抽放工作的正常衔接，做到“掘、抽、采”平衡进行。
　　　3）矿井建立健全瓦斯抽放队伍，负责打钻、管路安装回收等工程的施工和瓦斯参数测定等工作；同时至少配备一名专业技术人员，负责瓦斯抽放的日常管理、总结分析瓦斯抽放效果、研究和改进抽放技术、组织新技术推广等工作。
　　　4）矿井必须建立健全瓦斯抽放岗位责任制、钻场钻孔检查管理制度、抽放工程质量验收制度。
　　　5）严格瓦斯抽放工程施工质量，所有瓦斯抽放工程必须达到质量标准，不符合设计标准的应重新施工直到合格为止。
　　　6）瓦斯抽放工程必须具备以下图纸和技术文件资料：
　　　（1）图纸
　　　①瓦斯抽放系统图；
　　　②泵站平面及管网布置图（包括阀门、安全装备、检测仪表、放水器等）；
　　　③抽放泵站供电系统图；
　　　④抽放钻场及钻孔在布置图。
　　　（2）技术文件
　　　①矿井及采区抽放工程设计文件及验收报告；
　　　②瓦斯抽放总结及分析报告。
　　　（3）日常记录
　　　①抽放工程及钻孔施工记录；
　　　②抽放参数测定记录；
　　　③泵房值班及设备运行记录；
　　　④新技术推广试验记录。
　　　（4）日常报表
　　　①抽放量年、季、月、旬报表；
　　　②抽放工程年、季、月报表。
　　　（5）设备台帐
　　　①抽放设备管理台帐；
　　　②抽放工程管理台帐；
　　　③瓦斯抽放系统和抽放参数、抽放量管理台帐。
　　　7）设备台帐由矿长审阅签字；图纸、技术文件由技术负责人审阅签字；日常记录由施工队负责人及技术人员审阅签字；日常报表由技术员与技术负责人审阅签字。
　　　5、突出区域巷道的布置要求
　　　矿井按突出矿井进行设计和管理，底板岩石抽放巷必须在突出煤层揭煤前完成底板抽放巷，并完成抽采钻孔布置、抽采设备安装及具备各项抽采功能和条件、超前预抽，使突出煤层煤巷条带区域煤层瓦斯和回采工作面整个块段煤层瓦斯抽采达标，否则不得生产。底板抽放巷在掘进过程中必须严格控制煤层层位、地质构造，防止误穿煤层或瓦斯异常涌出。底板抽放巷为平巷布置，掘进时必须严格执行先探后掘措施，控制其层位，防止误穿煤层。
　　　6、监测监控子系统的组成、功能及设置
　　　瓦斯抽放监测监控子系统由监控分站、分站电源箱、监测传感器、信号传输电缆、控制电缆及有关附件组成。该矿在抽放示站设置一个电源箱及监控分站，每台抽放泵电动机主电源线上设置一台开停传感器，监控瓦斯泵的开停；泵房内设置瓦斯传感器一台，监测泵房内的瓦斯浓度，并与电气闭锁；泵房内的瓦斯报警、断电浓度为0.5%，复电浓度＜0.5%。瓦斯泵输入管路中设瓦斯浓度、流量、负压、温度、一氧化碳传感器；
　　　瓦斯的抽放泵输入管路中瓦斯传感器的报警浓度为≥25%。一氧化碳传感器报警浓度为0.0024%；温度传感器报警浓度为40℃。
　　　瓦斯抽放监控系统参数指标见表3-4-10。瓦斯抽采钻孔施工设备表见表3-4-11。

　　　7、瓦斯利用
　　　由于矿井属小型矿井，该矿井暂不对瓦斯进行利用。
§3.5 防突措施
　　　3.5.1、矿井煤与瓦斯突出情况
　　　1、煤层赋存情况（包括可采煤层层数、厚度、倾角、结构、节理、层理发育情况等）
　　　矿区内煤层及其层间距变化情况参照邻区煤层及煤层间距情况统计表3-5-1，其中M 8、M 9、M 12、M 14煤层为该矿主要可采煤层，其它煤层矿井无资料。现分述如下：
　　　M8煤层
　　　位于龙潭组（P3l）中上部，煤层厚度1.25～1.35m，平均厚度1.30m，煤层采用厚度1.30m，该煤层控制程度低，较稳定，全区可采。
　　　M9煤层
　　　位于龙潭组（P3l）中上部，上距8号煤层10m左右，可采点16个；煤层厚度1.30～1.67m，平均厚度1.60m，煤层一般不含夹矸，局部夹1层夹矸，岩性为泥岩。较稳定，全区可采。
　　　M12煤层
　　　位于龙潭组（P3l）中部，上距10号煤层15m左右，可采点4个；煤层厚度为0.65～1.30m，平均厚约0.85m，煤层结构较简单，该煤层控制程度低，厚度变化不大，较稳定，大部可采。
　　　M14煤层
　　　位于龙潭组（P3l）中下部，上距12号煤层约21m左右，可采点1个；平均厚约0.88m，含0～1层泥岩夹矸，煤层结构较简单，该煤层控制程度低，据区域资料该煤层厚度变化大，较稳定，大部可采。
　　　矿区可采煤层特征见表3-5-1。

　　　综上所述，矿井可采煤层顶、底板均为软质岩，在开采过程中应加强巷道顶、底、帮的支护管理工作，预防不良事故发生。
　　　3、煤与瓦斯突出鉴定
　　　根据中国矿业大学对M8和M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定及黔煤呈生产字[2008]1078号文，黔能源煤炭[2011]610号文，M8煤层在开采+1305m水平以上不具有突出危险性，M9煤层在开采+1314m水平以上不具有突出危险性。M12和M14煤层没有鉴定。
　　　根据黔安监管办字[2007]345号文件《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》，矿井矿区属煤与瓦斯突出危险区。该矿井一采区在M8、M9煤层鉴定不具有突出危险性的区域内按高瓦斯区域进行设计，未鉴定区域内按突出区域设计。矿井按煤与瓦斯突出矿井考虑。矿井必须做好防煤与瓦斯突出的措施，在建设和生产过程中必须严格执行《防治煤与瓦斯突出规定》的规定。矿井在在建设及生产过程中应注意煤与瓦斯的动力现象，特别是石门揭煤、煤巷掘进及采煤工作面做好突出危险性预测，并采取相应的防突措施。
　　　3.5.2、区域突出危险性预测
　　　区域预测一般根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的方法进行，也可以采用其他经试验证实有效的方法。根据煤层瓦斯压力或者瓦斯含量进行区域预测的临界值应由具有煤与瓦斯突出危险性鉴定资质的单位进行试验考察。在试验前和应用前应由煤矿企业技术负责人批准。区域预测新方法的研究试验应由具有煤与瓦斯突出危险性鉴定资质的单位进行，并在试验前由煤矿企业技术负责人批准。
　　　根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的区域预测方法应当按照下列要求进行：
　　　（1）煤层瓦斯风化带为无突出危险区域；
　　　（2）根据已开采区域确切掌握的煤层赋存、地质构造条件、突出分布的规律和对预测区域煤层地质构造的探测、预测结果，采用瓦斯地质分析的方法划分出突出危险区域。在同一地质单元内，发生了突出（或有明显突出预兆）的位置以上20m（埋深）及以下的范围为突出危险区；此外，根据上部区域突出点（或具有明显突出预兆的位置）分布与地质构造的关系确定构造线两侧突出危险区边缘到构造线的最远距离，并结合下部区域的地质构造分布划分出下部区域构造线两侧的突出危险区(如图3-5-1)；

1—断层；2—突出点；3—上部区域突出点在断层两侧的最远距离线；4—推测下部区域断层两侧的突出危险区边界线；5-推测的下部区域突出危险区上边界线；6—突出危险区（阴影部分）
图3-5-1 用瓦斯地质统计法推测同一地质单元内下部区域的突出危险区域示意图
　　　（3）在上述（1）、（2）项划分出的无突出危险区和突出危险区以外的区域，应当根据煤层瓦斯压力P进行预测。如果没有或者缺少煤层瓦斯压力资料，也可根据煤层瓦斯含量W进行预测。预测所依据的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表3-5-1预测。
表3-5-1 根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值

3.5.3、区域性综合防突措施
　　按《防治煤与瓦斯突出规定》第六条的规定，防突工作坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则。突出矿井采掘工作做到不掘突出头、不采突出面。未按要求采取区域综合防突措施的，严禁进行采掘活动。区域防突工作应当做到多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标。
　　开采突出煤层必须采取综合性区域防突措施。区域防突措施是指在突出煤层进行采掘前，对突出煤层较大范围采取的防突措施。区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类。防治煤与瓦斯突出基本流程参考示意图见下图：
　　

　　　一、开拓方式、开采顺序、采煤方法、巷道布置、采区巷道和顶板管理符合有关防突规定
　　　矿井采用斜井开拓方式。根据矿井煤炭资源分布状况，矿井划分为一个水平（+1314m）。矿井可采煤层有4层煤，煤层倾角6°，采用分煤组布置，上煤组为M8、M9煤层，下煤组为M12、M14煤层，每组煤采用联合布置开采，矿井划分为三个采区开拓全井田，上煤组划分为一个采区，下煤组划分为2个采区。
　　　利用已施工的三条井筒作为本次设计的主要井筒；主斜井井口坐标为：X=2925852.350；Y=35612758.826；Z=+1361.03（+1361.03）；α=107°β=9°。副斜井井口坐标为：X=2926009.532；Y=35612496.977；Z=+1382.22；α=131°；β=27°。回风斜井井口坐标为：X=2926042.128；Y=35612478.936；Z=+1387.26；α=51°；β=27°。
主斜井落底标高为+1307m，副斜井与回风斜井落底标高为+1314m，三条井筒通过+1332m联络巷、+1307m联络斜巷、M9煤辅助运输巷、沿M9煤运输斜巷、+1314m联络巷联通开成全矿井主要开拓系统。
　　　从+1332 m联络巷进入8号煤层后，沿煤层倾向布置一采区三条下山至保护煤柱后联通，在运输上山内布置1181采面运输巷，在回风下山与材料下山联络巷沿煤层倾斜方向布置1181回风巷，二巷通过1181切眼贯通后构成1181首采工作面。为了保证矿井的生产接替，布置1182采面作为1181的接替面。在副斜井井底布置井底水仓，形成排水系统。
　　　上煤组一采区三条下山均布置在8号煤层中，采用倾斜长壁开采。
　　　后期开采
　　　在各条井筒落底+1314m标高，作下煤组石门距离14号煤层底板15m岩层中后，布置三条上山至+1376m标高，三条上山之间采用联络巷贯通，形成开采12号和14号煤层上山部分的通风、运输系统。
　　　通风方式为并列式通风，通风方法抽出式。
　　　采区间的开采顺序为一采区→二采区→三采区。
矿井采用1个水平开拓，共划分为三个采区开采，开采四层煤。矿井按突出矿井设计。煤层间开采顺序为：M8煤层→M9煤层→M12煤层→M14煤层。
采煤方法：采用倾斜长壁采煤方法。根据煤层赋存条件及矿井已形成的井巷工程现状，设计首采面回采工艺采用炮采工艺，从接替面开采时必须采用机采工艺。
设计首采煤层为8号煤层，煤厚1.3m，设计采高1.3m,采用全部垮落法管理顶板。设计工作面配备DZ16-30/100单体液压支柱，支撑高度为1600～1005mm，工作阻力为30t/根，选用HDJA—1000型金属铰接顶梁。设计“三、四”排控顶，齐梁齐柱布置。排距1.0m，柱距0.8m，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m。放顶步距1.0m。直接顶为燧石灰岩，直接顶不稳定时加强顶板支护，当顶板悬露面积超过2×5m²时可采取强制放顶措施，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部加“穿鞋”，防止支护插入底板。
　　　后期采用机采工艺，采用MG80-200-WD型采煤机割煤，截深0.6m。工作面选用DW14－30/100型单体液压支柱，配套选用HDJA—1200型金属铰接顶梁支柱排距1.2m、柱距1.0m，“四、五”排支护，最大控顶距6.2m，最小控顶距5.0m。采用JH-8回柱绞车回柱。
　　　二、矿井通风方式和通风系统方面符合有关防突规定
　　　矿井通风方式为并列式，采面采用“U”型抽出式通风，通风方法为机械抽出式；掘进面采用局扇压入式通风。井下巷道在适当的位置构筑双向风门、调节风门、防突风门，风井口设防爆门。主要通风机选择两台（一台工作、一台备用），并采用操作电控设备风机反转反风，设计双回路电源供电。
　　　综上所述，矿井通风均有独立回风系统，无串联通风，符合防突规定要求。
　　　三、具体防突措施
　　　根据《防治煤与瓦斯突出规定》，有突出矿井的煤矿企业、突出矿井应当根据突出矿井的实际状况和条件，制定区域综合防突措施和局部综合防突措施。根据该矿情况具体采取以下防突措施
　　　1、区域综合防突措施：（1）区域突出危险性预测；（2）区域防突措施；（3）区域措施效果检验；（4）区域验证。
　　　2、局部综合防突措施：（1）工作面突出危险性预测；（2）工作面防突措施；（3）工作面措施效果检验；（4）安全防护措施。
　　　四、开采保护层区域防突措施
　　　1、保护层的确定
　　　开采保护层是目前最有效、最经济的防突措施。保护层，分为上保护层和下保护层；根据保护层与被保层之间的关系，分为上保护层和下保护层。
　　　选择保护层必须遵守下列规定：
　　　1）在突出矿井开采煤层群时，如在有效保护垂距内存在厚度0.5m及以上的无突出危险煤层，除因突出煤层距离太近而威胁保护层工作面安全或可能破坏突出煤层开采条件的情况外，首先开采保护层。有条件的矿井，也可以将软岩层作为保护层开采；
　　　2）当煤层群中有几个煤层都可作为保护层时，综合比较分析，择优开采保护效果最好的煤层；
　　　3）当矿井中所有煤层都有突出危险时，选择突出危险程度较小的煤层作保护层先行开采，但采掘前必须按本规定的要求采取预抽煤层瓦斯区域防突措施并进行效果检验；
　　　4）优先选择上保护层。在选择开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。
　　　三德煤矿可采4层煤层M8、M9、M12、M14，煤层层间距不大, 根据选择保护层原则，选择M8煤层做为保护层开采。故首采工作面布置在M8煤层。
　　　2、保护层作用有效范围的确定
　　　1）保护层与被保护层之间的最大保护垂距
　　　研究表明，在一定的地质条件和开采条件下，保护层作用效果随层间距加大而减小，达到一定临界距离以后，保护作用基本消失。保护层与被保护层的最大保护垂距见表3-5-2。

　　　2）沿走向的保护范围
　　　（1）正在开采的保护层采煤工作面，必须超前于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100m。
　　　（2）对停采的保护层采煤工作面，停采时间超过3个月，且卸压比较充分，该采煤工作面的始采线，停采线和所留煤柱对被保护煤层的保护范围可按卸压角56～60°划定，并按实际情况进行修改。沿走向的保护范围见图3-5-3。

　　　4）注意事项
　　　1、矿井首次开采保护层时，必须进行保护层保护效果及范围的实际考察，并不断积累、补充完善资料，以便尽快得出确定该矿保护层有效作用范围的参数。
　　　2、若有簿煤带其开采厚度小于0.5m时，必须检验保护层的保护效果。如果保护层的实际保护效果不好时，还必须采取防治突出的补充措施。
　　　五、预抽煤层瓦斯区域防突措施
　　　1、预抽煤层瓦斯区域防突措施
　　　M8煤层作为首采煤层开采，其工作面开采前，必须采用预抽瓦斯消突后方能进行开采。预抽瓦斯防突的有效性指标，应根据矿井实测资料确定，无实测资料时，可根据《煤矿安全规程》的规定，煤层瓦斯预抽率大于30％确定。煤层瓦斯预抽率应用钻孔控制范围内煤层瓦斯储量与抽出瓦斯量（包括打钻时钻孔喷出的瓦斯量、自然排放量）来计算。采用煤层瓦斯预抽率作为有效性指标的突出煤层，在采掘作业时，必须采用工作面预测方法对预抽效果进行经常复验。
　　　该矿井各煤层目前尚没有实测的瓦斯含量、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数、百米钻孔瓦斯流量等瓦斯参数，因此，对预抽指标及解突效果无法预计。建井期间应抓紧测定上述有关参数，以便进一步补充计算确定首采M8号煤层时预抽工作面的预抽解突时间、预抽瓦斯量等数据。
　　　预抽煤层瓦斯时，应注意以下问题：
　　　1）在未达到预抽有效性指标的区段进行采掘作业时，必须采取补充的防治突出的措施。
　　　2）钻孔应控制整个预抽区域并均匀布孔。
　　　3）预抽钻孔封堵必须严密；沿层钻孔的封孔长度应不小于5m，穿层钻孔的封孔长度应不小于3m。钻孔孔口抽放负压不应小于13KPa。
　　　4）在未受到保护的煤层中掘进钻场等巷道时，必须采取“先抽后掘”和“四位一体”的防治突出措施。
　　　由于该矿瓦斯含量较高，设计采用对本煤层采煤工作面及掘进工作面进行预抽，采空区留管抽放等瓦斯抽放方法。采掘工作前必须将控制范围内的煤层瓦斯含量降到8m3/t以下或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下。
　　　5）预抽煤层瓦斯区域防突措施时，应当符合下列要求：
　　　（1）穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m，下帮至少10m；近水平、缓倾斜巷道两侧轮廓线外至少各15m（该矿为缓倾斜煤层，按上帮轮廓线外至少15m，下帮至少15m）。以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离；
　　　（2）穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整条煤层巷道及其两侧一定范围内的煤层。该范围与第1点中回采巷道外侧的要求相同；
　　　（3）顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整个开采块段的煤层；
　　　（4）穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施（在构造破坏带应适当加大距离）。钻孔的最小控制范围是：石门和斜井揭煤处巷道轮廓线外12m（急倾斜煤层底部或下帮6m），同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m；
　　　（5）顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制的条带长度不小于60m，巷道两侧的控制范围与本条第1点中回采巷道外侧的要求相同；
　　　（6）当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或者预抽防突效果无效范围的边界前方不得小于20m；
　　　（7）厚煤层分层开采时，预抽钻孔应控制开采的分层及其上部至少20m、下部至少10m（均为铅垂距离，且仅限于煤层部分）
2、区域性防突措施
　　　（1）掘进工作面区域性防突预抽条带瓦斯
　　　①掘进工作面区域性防突顺层预抽条带瓦斯
　　　钻场布置：在煤巷掘进工作面后5m处的巷道两帮施工钻场。钻场的规格应根据巷帮瓦斯抽放钻孔布置的要求，使用钻机的外型尺寸及钻杆长度而定。根据矿井的具体情况，每组钻场在煤巷两侧应交替布置，其规格为：长×高×宽=4m×掘进巷道高度×3m，采用金属支柱支护。同侧相邻两个钻场之间的间距为20m。根椐不同防突措施需要各种抽放钻场、钻孔布置见图3-5-5。

图3-5-5 穿层钻孔预抽煤层掘进条带瓦斯示意图
　　　（2）采煤工作面防突措施
　　　①采煤工作面采用预抽瓦斯作为工作面防突措施，钻孔直径一般为75～120mm，钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数；预抽钻孔的孔数、孔底间距等应当根据钻孔的有效排放或抽放半径确定。
　　　目前矿井建立了瓦斯抽放系统，应当首先采用采前预抽或边采边抽的防治煤与瓦斯突出的措施。
　　　采用超前钻孔预抽瓦斯的措施时，可在运输巷布置顺层钻孔进行工作面瓦斯预抽，见图3-5-6，置钻孔间距为3m，钻孔长度为70m。
　　　施工完所有排放钻孔后，应排放至少4个小时后，再进行措施效果检验。

　　　图3-5-6 顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施示意图
　　　②穿层抽放
　　　矿井开采未鉴定区域煤层时，设计在M14煤层底板布置瓦斯抽放巷，利用底板抽放巷穿层预抽未作突出危险性的鉴定区域的采煤工作面区域，穿层预抽见示意图3-5-7。

图3-5-7 底板穿层抽放示意图
　　　（3）穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯
　　　该方法适用的区域为矿井一采区开采时，穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施（在构造破坏带应适当加大距离）。钻孔的最小控制范围是：石门揭煤处巷道轮廓线外12m，同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m；如图3-5-8。

　　　图3-5-8 穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施
　　　2、预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验
　　　对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，应当根据经试验考察确定的临界值进行评判。在确定前可以按照如下指标进行评判：可采用残余瓦斯压力指标进行检验，如果没有或者缺少残余瓦斯压力资料，也可根据残余瓦斯含量进行检验，并且煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa或残余瓦斯含量小于8m3/t的预抽区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效；也可以采用钻屑瓦斯解吸指标对穿层钻孔预抽石门（含斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验，如果所有实测的指标值均小于表4的临界值则为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效。
　　　但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。
　　　3、区域验证
　　　在石门揭煤工作面对无突出危险区进行的区域验证，应当采用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法或其他经试验证实有效的方法进行。斜井揭煤工作面的突出危险性预测按照石门揭煤工作面的各项要求和方法执行。
　　　在煤巷掘进工作面和回采工作面分别采用如下方法：
　　　1）钻屑指标法；
　　　2）复合指标法；
　　　3）R值指标法；
　　　4）其他经试验证实有效的方法。
　　　判定采煤工作面突出危险性的各指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可参照煤巷掘进工作面突出危险性预测的临界值。
　　　工作面预测方法对无突出危险区进行区域验证时，应当按照下列要求进行：
　　　1）在工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证；
　　　2）工作面每推进10～50m（在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时宜取小值）至少进行两次区域验证；
　　　3）在构造破坏带连续进行区域验证；
　　　4）在煤巷掘进工作面还应当至少打1个超前距不小于10m的超前钻孔或者采取超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆。
　　　当区域验证为无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行采掘作业。但若为采掘工作面在该区域进行的首次区域验证时，采掘前还应保留足够的突出预测超前距。
　　　只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆，则该区域以后的采掘作业均应当执行局部综合防突措施。
　　　六、局部综合防突措施
　　　局部综合防突措施包括工作面突出危险性预测；工作面防突措施；工作面措施效果检验；安全防护措施等。
　　　1、石门和井巷揭煤的防突措施
　　　1）井巷和石门揭煤工作面危险性预测
　　　井巷和石门揭煤工作面危险性预测方法有综合指标法和钻屑瓦斯解吸指标法等。该矿采用钻屑瓦斯解吸指标法，
　　　采用钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时，由工作面向煤层的适当位置至少打3个钻孔，在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1或△h2值。测定时，应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度。
　　　各煤层石门揭煤工作面钻屑瓦斯解吸指标的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表3-5-4中所列的指标临界值预测突出危险性。

　　　如果所有实测的指标值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。
　　　2）石门和井巷揭煤的防突措施
　　　（1）石门揭煤工作面的防突措施包括预抽瓦斯、排放钻孔、水力冲孔、金属骨架、煤体固化或其他经试验证明有效的措施。该矿采用预抽瓦斯防突措施。对所实施的防突措施都必须进行实际考察，得出符合该矿井实际条件的有关参数。
　　　（2）根据工作面岩层情况，实施工作面防突措施时要求揭煤工作面与突出煤层间的最小法向距离为：预抽瓦斯、排放钻孔及水力冲孔均为5m。
　　　（3）揭煤工作面采用预抽瓦斯、排放钻孔防突措施时，钻孔直径一般为75～120mm。石门揭煤工作面钻孔的控制范围是：石门的两侧和上部轮廓线外至少5m，下部至少3m。
　　　（4）揭煤工作面施工的钻孔应当尽可能穿透煤层全厚。当不能一次打穿煤层全厚时，可采取分段施工，但第一次实施的钻孔穿煤长度不得小于15m，且进入煤层掘进时，必须至少留有5m的超前距离（掘进到煤层顶或底板时不在此限）。
　　　（5）预抽瓦斯和排放钻孔在揭穿煤层之前应当保持自然排放或抽采状态。
　　　（6）在井筒和石门揭穿煤层前，必须要预测有突出危险或煤层瓦斯压力大于0.74MPa时，为预防煤与瓦斯突出，建议采取打超前钻孔、预抽煤层瓦斯、煤层固化等防突措施。经效果检验后（若效果无效，必须采取补充措施），可采用远距离放炮揭穿煤层。井筒和石门揭穿煤层前必须严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》要求，编制专门的防突措施或设计，并按规定报有关部门批准，同时应遵守如下规定：
　　　①在井筒和石门揭穿煤层前，必须打超前钻孔，控制煤层层位，测定煤层瓦斯压力，预测掘进石门工作面的突出危险性。
　　　②在掘进工作面迎头距煤层法线10m之外，至少要打2个穿透煤层全厚并进入煤层顶（底）板不小于0.5m的超前钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况等，详见图3-5-8。

 

 

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