贵州大学本科生毕业论文煤矿矿井通风与安全设计
学 院：＿＿矿业学院＿ ＿
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本人郑重声明：本人所呈交的毕业论文（设计），是在导师的指导下独立进行研究所完成。毕业论文（设计）中凡引用他人已经发表或未发表的成果、数据、观点等，均已明确注明出处。
特此声明。
论文（设计）作者签名：
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目 录
摘 要 III
Abstract IV
前 言 1
第一章 矿井概况及安全条件 8
第一节 井田概况 8
第二节 安全条件 12
第二章 矿井设计概况 20
第三章 矿井通风安全 39
第一节 概况 39
第二节 矿井通风 40
第四章 瓦斯灾害防治 62
第一节 瓦斯 62
第二节 防爆措施 63
第三节 隔爆措施 73
第四节 开采煤（岩）与瓦斯(二氧化碳)突出煤层防突措施 77
第五节 矿井瓦斯抽放 87
第五章 矿井水防治 100
第一节 矿井水文安全条件分析 100
第二节 矿井防治水措施 103
第三节 井下防治水安全设施 114
第六章 矿井集中安全监测监控 119
第一节 概述 119
第二节 安全监测、监控和传输设备选择 122
第三节 监测设备各类传感器布置 125
第四节 矿井各传感器的装备数量 129
第五节 矿井安全监测监控系统运行可靠性分析 130
第六节 安全监测监控系统管理及校验制度 134
参考文献 136
致 谢 137
附 录 138
大方县一号煤矿通风与安全设计
摘 要
大方县一号煤矿位于大方县城北东13km处，属大方县凤山乡所辖，矿井为新建矿井，采用斜井开拓，矿井通风方式为中央并列抽出式，设计生产能力9万t/a。矿井主采煤层为主采为2层，平均厚度为1.7m和2.2m。
矿井为新建矿井，暂无瓦斯等级、煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性鉴定。根据临近矿井的瓦斯等级资料，贵州省大方县一号煤矿相对瓦斯涌出量为15m3/t，本着“预防为主、安全第一”的原则，贵州省大方县一号煤矿按高瓦斯、有自燃倾向性和有煤尘爆炸性的矿井进行设计。
为更好的防治矿井水灾，贵州省大方县一号煤矿根据QBm和HB值，选择额定值接近的80D30×4型多级分段式离心泵，其流量为23—50m3/h，扬程为106.4—136.8m；电机型号为JO272—2，功率30kw；水泵的吸、排水管道管径Φ=80mm。
在最后一章中，本矿布置了45个监测点，这些传感器布置在采面、掘进头等相应位置。本矿井下传感器有瓦斯、负压、风速、设备开停等。其中井下设置4个分站，地面设置1个中心站。
关键词：矿井通风，瓦斯治理，矿井水灾，监测监控，安全措施
The Ventilation and safety design
Of No.1 coal mine in Da Fang county
Abstract
Dafang No.1 coal mine is located in Dafang county, which is in the northeast of Dafang county. This coal mine is a new mine is inclined shaft devel opment, the mine ventilation is exhaust ventilation, and mining area capacity is 90,000t/a. Workable coal seams of this mine are two and the thick of the coal seam is 1.7-2.2m. Classification of gaseous mine is gassy mine and relative gas emission rate is 15m3/t.
In the third chapter, I calculate effective air quantity, ventilation resistance, equivalent orifice, total pressure of fan and so on. According to these parameters and fan characteristic curve, I select main fan of this mine. In addition, I draw ventilation map and ventilation network.
In order to prevent mine water disaster, I choice the coal axis pump with the QBm and the HB,the flow is 23-50m3/h, and the electrical engineering moder is JO272-2, the power is 30kw, the tube path of the coal axis pump is 80mm.
In the last chapter, I arrange 45 transducers and these transducers are located in working faces, heading and so on in this mine. There are all sorts of transducers, for example, gas transducer, negative pressure, air velocity transducer, equipment on/off transducer, etc. According to the actual case, monitor and supervision system of this mine includes three outstations underground coal mine and one ground central station.
Key words: the mine ventilation, gas and its control, mine water disaster, monitor and supervision, safety measure
前 言
一、总说明
1、前期工作
贵州省大方县一号煤矿为具有采矿许可证的新建矿井。设计生产能力9万t/a，企业性质为私营。已进行的主要设计如下：
1）贵州省地矿局102地质大队2002年1月提交的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》；
2）贵州省地矿局102地质大队2003年月提交的《贵州省大方县一号煤矿矿区及地面工程建设用地地质灾害危险性评估说明书》；
3）贵州省国土资源厅（黔国土资矿管函[2003]第498号）关于大方县一号煤矿划定矿区范围申请的批复。
2、矿井的历史、现状、矿井通风与安全设计编制原因
1）矿井历史及现状
贵州省大方县一号煤矿位于大方县城北东直距13km处，属大方县凤山乡所辖，地理坐标：东经105°41′53″—105°42′12″，北纬27°45′30″—27°46′28″。煤矿井田内地势相对较平缓，最低标高+1600—+1770m，一般+1640—1770m。煤系地层出露标高为+1600m，最高标高在井田东面公鸡山一带。贵州省大方县一号煤矿2001年9月已在井田中偏南部开掘了主斜井和回风斜井，目前主斜井掘进长度将近70m，回风斜井已经揭露M51煤层，为充分利用矿山已有井筒，节省基建投资，本着有利生产、方便生活的指导原则，工业场地布置在主斜井和回风斜井附近。
现重新建设贵州省大方县一号煤矿井，设计生产能力9万t/a煤矿。煤矿主采M51、M73煤层，均属于近水平煤层（倾角为3°），为化工用优质无烟煤,贵州省大方县一号煤矿井开拓方式为斜井开拓。井田范围不大，采用片盘斜井开拓，不划分水平。其平均间距36m，采用片盘斜井分层开采，不布置大巷。
矿井通风方式为中央并列抽出式。
2）本次矿井通风与安全设计编制原因
贵州省大方县一号煤矿为新建设矿井，设计生产能力9万t/a。矿方曾于2003年3月矿方委托贵州工业大学勘察设计研究院针对2002年1月贵州省地矿局102地质大队提交了《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》进行编制《贵州省大方县一号煤矿可行性研究报告》。由于矿区地质勘探程度不高，但由于本区地质构造较简单，煤层赋存稳定，《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》可以作为矿井《贵州省大方县一号煤矿可行性研究报告》的依据。现在根据编制的《贵州省大方县一号煤矿可行性研究报告》进行《贵州省大方县一号煤矿矿井通风与安全设计》编制。
二、设计编制依据
1、有关勘察设计
1） 贵州省地矿局102地质大队提交的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》；
2） 贵州工业大学勘察设计研究院2003年3月编制的《贵州省大方县一号煤矿可行性研究报告》；
3） 贵州省地矿局102地质大队2003年月提交的《贵州省大方县一号煤矿矿区及地面工程建设用地地质灾害危险性评估说明书》；
2、有关证件、文件
1） 贵州省国土资源厅（黔国土资矿管函[2003]第498号）关于贵州省大方县一号煤矿划定矿区范围申请的批复；
2） 国家煤矿安全监察局2006年颁发的《煤矿安全规程》；
3、鉴定报告
贵州省大方县一号煤矿没有相关的鉴定报告；
三、设计指导思想
1、认真贯彻执行《煤矿安全监察条例》、《煤矿安全规程》及有关规定，给煤矿安全设施设计审查与竣工验收工作提供依据；
2、给煤矿安全设施的建设提供依据；
3、充分考虑煤矿的煤层赋存、地质构造、水文、围岩条件、瓦斯、煤尘、自燃、煤与瓦斯突出等地质条件及有关安全条件，矿井交通、供电、供水、环境等外部条件，结合矿井开拓开采系统进行有关安全设施设计。
四、设计的主要特点及安全评价
1、设计的主要内容及特点
1）对贵州省大方县一号煤矿的地质条件、安全条件以及矿井设计概况进行了综述。
2）进行了矿井通风安全设计，根据矿井地质安全条件，进行矿井通风(风量、风压的计算的校核)计算，风机的选型，明确了矿井的避灾线路及通风安全注意事项。
3）进行了矿井瓦斯灾害防治设计，编制了防爆、隔爆、瓦斯抽放等设计。
4）编制了矿井水防治措施。
5）结合该矿开拓方式，编制了该矿生产系统各环节设备安全生产的措施。
6）根据矿井生产特点，对矿井瓦斯，井下环境和大型机电设备的工作状态进行了监测监控设计，以便矿领导及有关人员及时了解情况，采取有效措施。
7）编制了矿井安全检测及装备设计。
2、安全条件评价
1）煤层顶、底板
设计主采M51、M73煤层：
M51、M73煤层：直接顶板均为粉砂质粘土岩，底板均为粉砂质粘土岩。顶底板皆为中等稳定至不稳定较软岩层，顶板围岩稳定时间短，易产生冒顶片帮，需加强支护；底板表面易风化，遇水易膨胀而产生底鼓。
矿区内主采煤层顶板均为泥质粉砂岩、粉砂岩，其抗压强度及抗剪强度均较低，易破碎，稳定性较差；底板均为粘土岩，吸水后易膨胀。
2）瓦斯
矿区范围内可采煤层属高瓦斯、高变质煤，同一煤层瓦斯含量向深部略有增高的趋势。矿井为新建矿井，地质报告勘探程度较低，无区内瓦斯资料数据。参照贵州省煤炭管理局对毕节地区大方县凤山乡大路边煤矿2005年度瓦斯等级鉴定的批复，在开采M51、M73煤层时，设计按高瓦斯进行，瓦斯相对涌出量为15m3/t。
建井与投产后必须及时进行瓦斯涌出量测定，以实际测定数据进行矿井通风能力的核定与通风系统设备选型及风量的重新计算和校核，并采取针对性的预防措施。
3）煤的自燃性
矿井为新建矿井，地质报告勘探程度较低，无区内瓦斯资料数据。矿区及邻区未发生过煤层自燃发火现象，煤层自燃发火资料不详。设计对M51、M73煤层按具有自燃倾向性煤层进行。
4）煤尘爆炸性
矿井为新建矿井，地质报告勘探程度较低，无区内煤尘爆炸资料数据。矿区及邻区未发生过煤尘爆炸，煤尘爆炸性指标不详。对M51、M73煤层按有煤尘爆炸危险性进行设计。
5）水灾
矿区位于白布河上游支流东侧分水岭斜坡地带，地形起伏较大，冲沟及岩溶发育。根据区域水文资料，区域内最低侵蚀基准面标高为1336m，而矿区含煤地层出露最低标高为1600m，高于最低侵蚀基准面264m。
矿区内地层产状较缓，出露地层仅有二叠系中统龙潭组及下茅口组，且均出露不全。其中，龙潭组(P2l)岩性为粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、泥岩粘土岩和煤层等，含水性较弱，是良好的隔水层，对煤层开采影响很小。茅口组(P1m)岩性为浅灰色厚层—巨厚层状粗至细晶灰岩，夹燧石条带或结核，岩溶较发育，地表常形成负地形，该层在矿区内出露标高相对较高，地下水位相对较低，其上部透水但不含水，加之其下伏于龙潭组煤系地层之下，对煤层开采影响很小。
综上所述，对煤层开采产生影响的仅为地表水及老窑积水。本区降雨丰富，地表水往往由冲沟会聚成季节性小河或在洼地聚集，煤层开采时若发生冒顶或其他原因使顶板遭受破坏后，地表水往往会注入井下，如在雨季暴雨时可能会大量涌入。本区地层产状平缓，煤层埋深较浅，加上煤层顶底板岩层均有不同程度的风化，采煤时容易发生冒顶等破坏隔水。
6）煤与瓦斯突出情况
矿井无煤与瓦斯突出危险性资料，该矿现未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，该矿与该矿所处区域其它矿井均无煤与瓦斯突出历史记录。为保证煤矿建设和生产的安全性，建议在未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定前，矿井建设和生产时按煤与瓦斯突出矿井进行管理。在建设和生产中需作好煤与瓦斯突出预测及鉴定工作，矿井施工及安全管理中应引起高度重视。石门揭煤和巷道过断层时必须采取相应的安全措施。
矿井应及时补充区内各开采煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定工作，并依据实际鉴定结果采取相应安全措施，以指导矿井安全生产。
7）冲击地压情况
矿方提供的资料中均没有提及关于冲击地压的资料，贵州省大方县一号煤矿区内也无冲击地压的历史记录，矿井暂按无冲击地压矿井考虑。
8）地质灾害防治
矿区内存在未经测量上图的建筑，开采中必须按规定在留设村寨等需保护建筑的煤柱，零星建筑实行搬迁，避免因开采引起地面塌陷、地裂缝等破坏地面建筑以及引起地面陡岩垮塌。
切实注意因地下开采引起的地面沉降、塌陷、地裂缝、滑坡等地质灾害，加强监测，若发生则及时处理，避免进一步扩大。
对已存在和潜在的地质灾害矿井已进行了地质灾害调查，要求根据地质灾害评估报告结论采取有针对性的防治措施。
9）环境保护
对矿井产生的废水、废渣、废气、固体废物、噪声等污染源需采取相应的治理措施，注重矿山及周围的环境保护工作，尤其应加强对矿井水的治理。并应考虑矸石等的综合利用。
五、待解决的主要问题
1、矿井建设掘进过程中进行巷道编录，调查围岩情况，认真作好记录和分析，为巷道维护和工作面顶板管理提供较可靠的依据。
2、加强瓦斯等级鉴定工作，进行瓦斯含量、瓦斯涌出量测定，分析和掌握瓦斯赋存和涌出规律，为瓦斯综合治理提供可靠依据。
3、进一步加强水文地质工作，详细进行地表水的调查，废弃小窑的调查，采空区的调查，在井下开采过程中进行矿井涌水量的实测和监测，坚持“有疑必探，先探后掘”，若对掘进前方水文资料掌握不清则必须“边探边掘”。
4、进行煤与瓦斯突出危险性鉴定工作，注意瓦斯涌出量的变化，进行瓦斯梯度变化的分析，避免采掘工作面布置在应力集中带，加强煤与瓦斯突出的预测和预防工作。
5、开采中特别是在开采深度较大的情况下，尽量避免应力集中，遇坚硬顶板煤层，注意顶板大面积冒落的冲出地压的发生。
6、加强地质灾害的调查和防治工作，生产过程中加强地质灾害的调查和监测，发现地质灾害的产生和变化，应及时采取相应措施。
7、注意环保工作，保证环保投入，加强排污治理与综合利用。
8、加强外部条件的协调的建设工作，加紧电网建设，必须在矿井正式生产前解决矿井双回路供电问题，抓紧进矿公路的建设，保证矿井的外部运输条件。
9、由于所获得的资料不全，因此，贵州省大方县一号煤矿井通风与安全设计中未涉及到的内容有待于今后在生产过程中进一步补充和完善。
六、编制内容依据的法、条例、规程、规范、细则
1、国家煤矿安全监察局2006年颁发的《煤矿安全规程》；
2、国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局第5号令——《煤矿安全生产基本条件规定》；
3、国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局第8号令——《煤矿企业安全生产许可证实施办法》；
4、 国务院办公厅文件——国办发[2003]58号——《国务院办公厅关于进一步加强
煤矿安全生产工作的通知》；
5、 国务院办公厅文件——国办发[2003]60号——《国务院办公厅关于深化安全生
产专项整治工作的通知》；
6、 中华人民共和国国务院令(第397号)——《安全生产许可证条例》；
7、 《煤矿建设工程安全监察手册》，国家煤矿安全监察局、煤矿安全监察一局；
8、 能源部制定的《煤炭工业小型煤矿设计规定》；
9、《煤矿一通三防安全知识》，煤炭工业部；
10、《关于强化一通三防工作控制瓦斯煤尘事故的通知》，煤炭工业部；
11、《煤矿安全监察条例》，中华人民共和国国务院令；
12、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》，中国统配煤矿总公司；
13、《煤矿企业安全生产管理制度规定》，国家煤矿安全监察局；
14、贵州省气象局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件——黔气发[2003]46号——《关于加强煤矿防雷安全工作的通知》；
15、国务院文件—〔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)》；
16、国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局文件—安监总煤矿字〔2005〕120号文件，关于加强煤矿水害防治工作的紧急通知；
17、国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局文件—安监总煤矿字〔2005〕133号文件，关于印发《煤矿重大安全生产隐患认定办法(试行)》的通知；
18、国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局文件—安监总煤矿字〔2005〕134号文件，关于印发《煤矿隐患排查和整顿关闭实施办法(试行)》的通知；
19、国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局文件—安监总煤矿字〔2005〕135号文件，关于印发《煤矿安全培训监督检查办法(试行)》的通知；
七、其他说明
1、煤矿在生产过程中，贵州省大方县一号煤矿井通风与安全设计中未涉及的部分内容须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全监察条例》、《煤炭工业小型煤矿设计规定》及有关规定。
2、矿井在生产过程中巷道掘进和工作面回采必须编制掘进工作面作业规程和回采工作面作业规程，并编制相应的安全生产措施。
3、由于矿井提供的资料不全面，贵州省大方县一号煤矿井通风与安全设计是在缺乏瓦斯基础资料以及矿井详实地质、水文等条件基础上所做的，希望矿井尽快进行相关测定工作，从而保证矿井能够正常安全生产并对矿井各种灾害采取更具有针对性的措施。
4、该设计是依据贵州工业大学勘察设计研究院2003年3月提交的《大方县一号煤矿可行性研究报告》，其内容只针对该报告中的矿区范围、巷道布置、生产系统、设备、设施等，若矿井建设与该报告内容不符需重新进行报告和相应的通风与安全编制时，则本设计同时废止。
第一章 矿井概况及安全条件
第一节 井田概况
一、地理概况
1、矿井位置及交通情况
1）矿井位置
贵州省大方县一号煤矿位于大方县城北东13km处，属大方县凤山乡所辖，地理坐标：东经105°41′53″—105°42′12″，北纬27°45′30″—27°46′28″。
2）交通情况
贵州省大方县一号煤矿往东2km有简易公路与326国道相连，与大方县城公路距离为16km。
正在修建的大方——金沙公路从矿区南东侧经过，大方——金沙公路与大方—纳溪公路相接，并与贵（阳）——毕（节）高等级公路贯通，交通方便。
矿山交通位置详见图1-1-1。
二、地形、地貌
矿区范围内地形呈东高西低之势，冲沟较发育。矿区东面约2km处的大营山最高海拔为+2091.3m，最低海拔位于矿区西南角，出露标高+1580m。
贵州省大方县一号煤矿井田内地势相对较平缓，最低标高+1600—+1770m，一般+1640—1770m。煤系地层出露标高为+1600m，最高标高在井田东面公鸡山一带。
山脉走向多为南北向，主要受区内地层岩性、地质构造和地表河流控制。
三、气象
贵州省大方县一号煤矿区属亚热带气候高原性气候，四季变化不甚明显，雨量适中，多集中在夏秋两季，冬无严寒，夏无酷暑。年平均降雨量为1174mm，近年呈上升趋势。
四、地表水
根据地质报告的叙述：矿区内地表水均汇入鸭池河，隶属北盘江水系。但报告无水量的描述。
五、地震
按原贵州省城乡建设环境保 护厅1993年12月编制的《贵州省地震烈度区划分布图》，本区地震烈度在6°以下。
六、主要自然灾害
1、煤层与顶底板
M51、M73煤层：直接顶板均为粉砂质粘土岩，底板均为粉砂质粘土岩。顶底板皆为中等稳定至不稳定较软岩层，顶板围岩稳定时间短，易产生冒顶片帮，需加强支护；底板表面易风化，遇水易膨胀而产生底鼓。
矿区内煤层顶板主要为粉砂质泥岩，岩层强度较低，稳定性差，开采中顶板较难控制，易垮落；煤层底板多为粉砂质泥岩，强度较低，遇水易软化，主要产生底鼓、巷道变形、支架插底等矿压显现及灾害。
2、瓦斯
贵州省大方县一号煤矿为新建矿井，无瓦斯等级鉴定报告,参照贵州省煤炭管理局对毕节地区大方县凤山乡大路边煤矿2005年度瓦斯等级鉴定的批复，预测在开采M51、M73煤层时，瓦斯相对涌出量为15m3/t；由于瓦斯含量较大，易出现瓦斯积聚，甚至发生瓦斯燃烧、爆炸等瓦斯事故灾害。
3、煤尘
贵州省大方县一号煤矿为新建矿井，无可采煤层的煤尘爆炸鉴定报告。
4、煤的自燃
贵州省大方县一号煤矿为新建矿井，未作煤层自燃性的鉴定。
5、水灾
矿井为片盘斜井开拓，地表水、老空水、断层水、顶底板裂隙水的涌出均是矿井的水患。
1）影响生产、威胁采掘工作面及矿井安全；
2）淹井伤人，造成财产损失。
6、煤与瓦斯突出
贵州省大方县一号煤矿为新建矿井，未进行煤与瓦斯突出鉴定。
鉴于安全管理，贵州省大方县一号煤矿在进行煤与瓦斯突出鉴定前要求按煤与瓦斯突出按“四位一体”进行管理。
7、其他灾害
1）地下开采可能引发和加剧以下地质灾害：
（1）采空塌陷将影响到地表后，在煤层开采影响范围内引发地面塌陷、地裂缝等地质灾害的可能性大，在陡坡、陡崖地段还可能引发滑坡、崩塌；
（2）矿渣堆放不当，可能引发泥石流；
（3）采掘中，井巷中产生冒落、垮塌等地质灾害的可能性大；
（4）加剧现有地裂缝、地面塌陷及古崩滑堆积体发展的可能性大。
2）工程建设本身及住户设施可能遭受地质灾害危险性：
地下工程在建设和生产中遭受冒落、垮塌等井下地质灾害的可能性大，对工程及作业人员造成威胁，且危险性大。
矿井开采过程中，随着煤层开采面积的增大，须建立对矿区地表的形变监测制度，对井下开采可能引起的地表陡峭地段山体崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害，须采取相应的预防措施。
如在地面陡峭地段、岩层松软地段预先打锚杆、锚钉或修筑挡墙加固；在地表仅发生轻微变形、产生微小裂缝地段，也应及时进行填堵等。
七、矿井及小窑开采情况
1、矿井开发情况
矿井为新建矿井。
矿井工业场地布置在主斜井和回风斜井附近，采用斜井开拓，设主斜井、回风斜井2个井筒。
主斜井沿伪斜布置，井口标高为+1677.5m，井筒长239m,倾角22°。回风斜井标高为+1682.5m，井筒长244m,倾角18°。
通风方式为并列式。
2、小窑分布及开采情况
区内采煤历史悠久。由于区内煤层的煤质好，厚度稳定，地质构造简单，长期以来，一些地方小煤窑分布于可采煤层露头线及其附近，但开采规模一般较小。目前，非法开采小煤窑已经全部关闭。
由于矿区内因存在过去采煤时形成的采空区或老硐，由此，矿井必须进一步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。
切实掌握小窑开采情况，小窑采空区积水情况，要注意探放水工作，特别是在采空区或老硐附近采煤时，防止采空区积水及老硐积水的突然涌出。另外，还要注意在巷道中尚未查清的断层可能切穿上下含水层对开采的影响。
八、矿区水源、通信及电源情况
1、水源
大方县一号煤矿井田范围内泉水丰富，矿山生活水源取自井口附近泉水井（距离拟建主斜井口100m左右），其水量充足，水质无污染，可作为生活用水。
2、电源
矿井未采用双回路供电：
而采用当地10kv农用电网通过贵州省大方县一号煤矿，矿井电源直接由10kv农网接入，并配备柴油发电机组作为备用电源，矿井建设的电源供给有保证。
矿井投产前必须建成双回路电源入矿，并与之落实签订供电协议，保证对矿井进行可靠供电。
3、通信
1）外部通讯
矿山与外界的通讯联系，采用程控电话进入共用电讯网或移动电话。
2）内部通讯
矿井内部井上、井下通讯选用矿用本安型选号报警电话，只需要一趟电话线便可组成独立的通讯系统。电话线选择矿用阻燃HYVR—1型电缆，下井电缆经主斜井口的室外分线盒引入。
主斜井、运输上山提升信号设置简单的组合式光电信号。
第二节 安全条件
一、地质特征
1、地层
由于地层产状较缓，矿区范围内地形起伏不大，拟建设矿井内出露地层仅有二叠系下统茅口组(P1l)、上统龙潭组(P2l)，地层均出露不全，矿区以东出露地层有龙潭组(P2l)、长兴组(P2c)、三叠系下统夜郎组(T1y)。现将各地层由老至新叙述如下：
二叠系下统茅口组(P1l)：区内仅出露茅口组的一部分，为浅灰色—灰白色巨厚层状粗至细晶灰岩，夹燧石条带，偶尔夹少量白云质灰岩，含蜓类动物化石，厚度大于100m。
二叠系上统龙潭组(P2l)：为区内含煤地层，厚165—206m，平均厚180m左右，与下伏茅口组灰岩呈假整合接触。根据其含煤情况及岩性组合可分为三段，矿区出露中、下段。
上段(P2l3)为灰色岩屑粉至砂岩，夹泥质粉砂岩、粘土岩及煤层，顶部夹薄层状泥质灰岩，显水平层理及缓波状层理，砂岩胶结物以碳酸盐类及菱铁矿为主。该段含煤2—3层，其中M18煤层稳定可采。本段厚度62.3—71.0m，矿区内未出露。
中段(P2l2)为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩夹粘土岩、细砂岩、粉砂岩、炭质泥岩及煤层，显水平层理及缓波状层理，砂岩胶结物中以菱铁矿含量较上段有所增加，含煤层或煤线9—12层，其中M51为稳定可采煤层。该段厚57.5—71.2m。
下段(P2l1)为泥质粉砂岩，夹细砂岩、粉砂岩及少量粘土岩、炭质泥岩。底部为含黄铁矿粘土岩或硫铁矿层，显水平层理、缓波状层理，其中砂岩胶结物以菱铁矿为主，形成菱铁质砂岩。该段含煤层或煤线11—17层，其中稳定可采煤层一层，即M73煤层。本段厚47.6—63.8m。
长兴组(P2c)：深灰色厚层状含燧石结核、条带灰岩，层间常夹有机质条带或薄层，偶夹条带状炭质泥岩，产腕足类化石，厚25—35m。
三叠系下统夜郎组(T1y)：按其岩性可分为三段。
第一段(T1y1)为黄绿色、浅绿色薄层状泥岩，含粉砂质泥岩及钙质泥岩，显水平层理。与下伏长兴组灰岩呈假整合接触，厚12—23m。
第二段(T1y2)，其上部为灰色厚层—巨厚层微至细晶灰岩，偶见锯齿状缝合线构造。顶部为厚0.7—1.1m厚的鲵粒灰岩，鲵粒含量30%左右。中部及下部为浅灰、浅灰绿色中厚—中薄层状泥质灰岩，含泥质条带，往下逐渐变为泥灰岩，且泥质条带逐渐增加，含瓣鳃类动物化石，厚度180—250m。
第三段为紫红色、暗紫红色钙质泥岩、粉砂质泥岩，夹泥灰岩、灰岩条带，显水平层理及小型槽状、板状斜层理。厚度大于100m。
2、构造
矿区内目前还未发现断层，仅发现少数褶皱存在。
二、煤层及煤质
1、含煤岩系
矿区内含煤岩系为上二叠系龙潭组，含煤22—35层。含煤岩系总厚度165—206m，平均厚185m，煤层总厚9.76m，含煤系数5.01。其中：可采煤层3层，平均总厚度4.45m，可采煤层含煤系数为2.28。
2、可采煤层
矿区内共含可采煤层3层，由上至下分别为M18、M51及M73，贵州省大方县一号煤矿主采M51和M73两层煤。
1）M51煤层
位于龙潭组中段之中部，层位及厚度稳定，厚度1.6—1.8m。煤层的中下部含一层炭质泥岩夹矸，夹矸厚度0.03—0.12m，一般0.05m，煤层颜色为灰黑色、粉色或深黑色，条带状结构，似金属光泽，硬度大（摩氏硬度为4）、脆度小，贝壳状断口，次生裂隙较发育，半亮型—光亮型煤。
2）M73煤层
位于龙潭组下段之下部，下距茅口组灰岩10—15m。煤层厚度2.0—2.4m，平均2.2m，含两层炭质泥岩夹矸，夹矸厚度0.02—0.07m，一般0.05m。该煤层颜色为灰黑色、粉色或深黑色，条带状结构，似金属光泽，硬度大（摩氏硬度为4）、脆度小，次生裂隙较发育，以半亮煤为主。煤层特征见表1-2-1。
3、煤质
经取样分析并综合原有资料，矿区内M51原煤水分1.75—3.69%，平均2.53%；灰分7.20—13.13%，平均9.55%；挥发分4.36—8.04%，平均5.73%；全硫0.24—0.47%，平均0.44%；发热量30085—35112J/g，平均32599J/g。M73原煤水分2.47—4.36%，平均3.12%；灰分12.59—26.89%，平均17.84%；挥发分5.39—8.90%，平均6.40%；全硫含量0.42—1.57%，平均0.79%；发热量24755—28983J/g，平均27607J/g。
综上所述，矿区内M51煤层为低硫、低灰分、高发热量无烟煤，M73煤层为低硫、低—中灰分、高发热量无烟煤。
4、煤的物理性质及煤岩特征
根据贵州省地矿局102地质大队2002年1月提交的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》，区内煤层均为无烟煤，黑色块状，半亮型，手工挖掘块煤率达40％以上。
5、煤的化学性质和工艺性能
地质报告根据该矿浅部煤层的数据，化验资料综合分析，煤质特征见下表(表1-2-2)：
表1-2-2 煤质主要特征表
6、煤层顶底板岩性
主采煤层顶底板特性详见表1-2-3。
勘查地质报告没有提供可采煤层的可选性资料。
8、煤层露头及风化情况
设计煤层在井田范围内均出路，地质报告未提供风氧化带深度。
9、煤的工业用途
本井田煤层均为无烟煤，目前主销贵州化肥厂、广西柳州化工有限公司、毕节化肥厂及大方县铁厂等工矿企业。
三、瓦斯、煤尘、自燃及温度
1、瓦斯
该矿为建设矿井，根据贵州省地矿局102地质大队提供的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》，矿区及邻区未发生过瓦斯、煤尘爆炸。由于资料不详，为安全起见建议按高瓦斯矿井进行设计和管理。同时参照贵州省煤炭管理局对毕节地区大方县凤山乡大路边煤矿2005年度瓦斯等级鉴定的批复(见表1-2-4)。贵州省大方县一号煤矿按高瓦斯矿井设计，暂按瓦斯相对涌出量15m3/t考虑，今后以实际鉴定为准。
表1-2-4 大路边煤矿2005年度瓦斯等级
2、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性
贵州省地矿局102地质大队提供的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》指出：贵州省大方县一号煤矿区及邻区未发生煤的自然现象。但在矿井建设及生产过程中应采取相安全措施。
3、煤与瓦斯突出
无煤与瓦斯突出危险性资料，该矿未进行煤与瓦斯突出鉴定。
虽然邻近的矿区未发生过煤与瓦斯(二氧化碳)突出现象，但是贵州省大方县一号煤矿在进行煤与瓦斯突出鉴定前以要求按煤与瓦斯突出按“四位一体”进行管理。
贵州省大方县一号煤矿井必须尽快请有资质部门进行鉴定，并报主管部门审批。必须时刻注意做好瓦斯突出的预测工作并有煤与瓦斯突出的预防措施，巷道和石门揭煤时必须采取相应的揭煤安全措施。
4、地温
本井田属地温正常区，无热害影响。
四、水文地质条件
1、区域水文地质条件
矿区位于白布河上游支流东侧分水岭斜坡地带，地形起伏较大，冲沟及岩溶发育。根据区域水文资料，区域内最低侵蚀基准面标高为1336m，而矿区含煤地层出露最低标高为1600m，高于最低侵蚀基准面264m。
2、地表水
矿区内地表水均汇入鸭池河，隶属北盘江水系。
另外矿山井口附近泉水井（距离拟建主斜井口100m左右），其水量充足，水质无污染，可作为生活用水。
3、含水层和隔水层
矿区内地层产状较缓，出露地层仅有二叠系中统龙潭组及下茅口组，且均出露不全。其中，龙潭组(P2l)岩性为粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、泥岩粘土岩和煤层等，含水性较弱，是良好的隔水层，对煤层开采影响很小。茅口组(P1m)岩性为浅灰色厚层—巨厚层状粗至细晶灰岩，夹燧石条带或结核，岩溶较发育，地表常形成负地形，该层在矿区内出露标高相对较高，地下水位相对较低，其上部透水但不含水，加之其下伏于龙潭组煤系地层之下，对煤层开采影响很小。
4、矿井充水因素分析
矿区内各含水层之间一般没有水力联系，地下水一般只限于顺层运动，水源的补给一般也只限于大气降水及少量溪流水通过上层的渗透补给，其补给量具有季节性。
各含水层之间若因断裂构造(主要是正断层和裂隙)的作用会发生水力联系。排泄：出露的上升泉和下降泉，是地下水良好的泄水通道。
根据地表勘查及生产过程中掌握的资料，矿井水主要为以下几个方面：
5、顶板裂隔水
主要指采掘过程中，由巷道顶板裂隙进入矿井的水，由于煤系中间灰岩薄含水性弱，因此，进入矿井的水量较小，煤层顶板裂隙水进入矿井的直接充水原因。
6、老空水
随着采空面积的增大，上覆含水层的裂隙水将沿导水裂隙进入采空区形成老空水，在开采老空区本层下部及下伏煤层时要注意老空水涌入工作面。
7、小窑水
在煤层露头分布着一些小窑及废井老窑，均在浅部，当矿井与小窑挖穿后，小窑水便进入矿井，生产中要注意小窑水的防治工作。是矿床开采的充水隐患。
8、断层水
矿区位于锅厂穹隆东翼，该区内目前还未发现断层，仅发现少数褶皱存在。今后在掘进和回采过程中，若发现断层，必须注意断层水的威胁。
9、涌水量
贵州省地矿局102地质大队提供的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》指出：矿井正常涌水量为5m3/h左右，最大涌水量为30m3/h，其充水水源有顶板裂隙水、老空水等。
10、矿井水文地质类型
根据矿区内地层的含水性及分布特征，该区含水层与隔水层的相互作用，地下富水不会太大，结合生产情况，矿井水文地质条件初步定为简单类型。
五、对矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题
1、对方案设计采用资料的分析
1）勘察地质报告
基本查明了地质构造、主要煤层埋藏形态、水文地质、工程地质条件；主要含煤地层、主采煤层的层位、稳定性、厚度、结构、煤质及其变化规律；对矿井开采技术条件进行了简单的分析。存在如下问题：
（1）采用的地形图因成图时间较早，未能完全反映地面新建建筑物，建议修测地形图特别是地面建筑，以便对地面建筑的保护提供可靠依据；
（2）采用地质资料较早，地质勘探程度不够；
（3）水文资料非常简单，对地表水、含隔水层、承压水、历年最高洪水位、矿井涌水量等调查简单，未对老窑、采空区的分布及积水情况等作详细调查。
（4）断层调查工作简单，开采过程中必须加强；
（5）未提供煤层瓦斯含量、瓦斯梯度值、涌出量、煤与瓦斯突出等相关资料，工作不深入；
（6）没有提供煤尘爆炸性及煤的自燃性、地温、冲击地压等资料。
2）煤质报告
未对煤的工艺性能进行试验，未提供煤的可选性、机械性能、气化等资料。
3）煤的自燃性及煤尘爆炸性鉴定报告
无M51 M73煤层鉴定资料。
4）瓦斯资料
未提供瓦斯等级鉴定资料。
5）所缺资料及要求
（1）瓦斯资料欠缺，生产中进行瓦斯等级鉴定，进行瓦斯梯度的测定。
（2）水文资料简单，进一步进行水文地质工作，补作水文地质调查报告。
（4）没有煤与瓦斯突出资料，要求请有资质单位鉴定。
（5）补作其他煤层的自燃性及煤尘爆炸性鉴定。
（6）加强煤层顶底板岩性，稳定性、坚固性等的调查工作。
（7）加强废弃小窑及采空区的调查，加强小窑及采空区积水情况的调查。
（8）补充地温、冲击地压等资料。
第二章 矿井设计概况
一、工程性质
贵州省大方县一号煤矿为新建工程，设计生产能力为9万t/a。
二、井田开拓开采
1、井田镜界
根据贵州省地矿局102地质大队提供的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》资料，其矿区范围拐点坐标如下表(表2-1-1)
表2-1-1 矿区范围拐点坐标
3、设计能力和服务年限
1）矿井工作制度
根据《地方国营煤矿设计若干规定》，矿井设计年工作日数为330天。日工作班数为三班，两班采煤，一班准备；日净提升时间15小时。
2）矿井设计生产能力
矿井设计生产能力为9万t/a
3）矿井可采储量及服务年限
矿井可采储量为248.69万t，储量备用系数取1.4，服务年限为19.7(a)。
矿井服务年限=可采储量÷（设计生产能力×储量备用系数） (2-1-1)
=248.69÷(9×1.4)=19.7(a)。
4、井田开拓
1）开采方式
贵州省大方县一号煤矿开拓方式为采用片盘斜井开拓。
2）井口位置及工业场地
由于大方县一号煤矿2001年9月已在井田中偏南部开掘了主斜井和回风斜井，目前主斜井掘进长度将近70m，回风斜井已经揭露M51煤层。为充分利用矿山已有井筒，节省基建投资，本着有利生产、方便生活的指导原则，工业场地布置在主斜井和回风斜井附近，在大方县凤山乡渣坪村青树子北西面。
3）井筒位置及装备
本设计共有2个井筒，即主斜井和回风斜井。
（1）主斜井
井筒全长239m，倾角22°，掘进断面8.3m2，净断面6.5m2，表土段为料石砌碹，以下采用梯形工字钢支护。
主斜井主要用作提升煤炭、矸石，下放材料、设备，进风、排水，敷设管线和进出人员；井筒内铺设600mm轨距、22kg/m钢轨、砼枕，绞车提升。
（2）回风斜井
井筒长244m，倾角18°。掘进断面7.4m2，净断面5.7m2，采用梯形工字钢支护，表土段为砌碹支护。井筒数目为2个。井筒特征见表2-1-3。
表2-1-3 井筒位置及特征表
4）井底车场形式及通过能力
由于井型较小而没有设置大型井底车场，就在井下设置一个采区车场。
5）硐室
（1）水泵房、水仓
水泵房：水泵房净断面积5.7m2，掘进断面积7.4m2，长度6m。
水仓：根据贵州省地矿局102地质大队提供的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》提供的相关资料表明。
大方县一号煤矿矿井正常涌水量为5m3/h。根据矿井生产实际该矿涌水量不大，本设计按正常涌水量10m3/h考虑(矿井必须实测矿井涌水量，并根据其涌水量大小调整水仓容量)，按8小时正常涌水量计算。水仓有效容量为10×8=80m3，水仓净断面积5.7m2，长度80/5.7=14.03m(取15m)。
（2）绞车房
在主斜井底部煤层中设置绞车房
（3）变电所
由于井筒较短，不需要设井下变电所，采用地面变电所供电。
6）提升运输方式及设备
（1）主斜井
提升容器：MF0.75—6型翻转箱式矿车，自重455kg；材料车MC1-6A型，自重494kg；MP1-6A型平板车，自重464kg。
（2）工作面
回采工作面配备GMZ—1.2型煤电钻，采用钻孔爆破法落煤，配备SGD—280/11刮板输送机运煤。运输顺槽采用MF0.75—6型翻转箱式矿车，人力推车运输。
掘进工作面配备GMZ—1.2型煤电钻和EZ2—2.0型岩石电钻钻孔，并配备TXU—75A型探水钻、DSFA—5型湿式除尘局部通风机和ND—50—200型泥浆泵，人工装载、人力推车运输。
（3）矿车
设计选用SGD—280/11刮板输送机运煤。矿车数量采用排列法计算，选择MF0.75—6型翻转箱式矿车40辆、MC1—6A型材料车5辆、MP1—6A型平板车3辆。
7）水平划分和标高
贵州省大方县一号煤矿设计开采M51和M73两层煤，均属于近水平煤层（倾角为3°），且井田范围不大，采用片盘斜井开拓，不划分水平。
8）大巷布置
大方县贵州省大方县一号煤矿主采M51和M73共两层煤，其平均间距36m，采用片盘斜井分层开采，不布置大巷。
9）通风方式
矿井通风方式为中央并列抽出式。
掘进工作面采用局部通风机压入式通风。
10）采区划分
根据井田范围、主采煤层数，矿井为片盘斜井开拓，不划分采区。
11）开采顺序
（1）煤组间的开采顺序
煤层、区段下行式开采。即先开采M51煤层，然后开采M73煤层。
（2）采区间的开采顺序
先采M51煤层采区，后采M73煤层采区。
（3）采区内的开采顺序
均布置为双翼采区，采面布置为走向长壁后退式，采区内由上至下布置回采区段。
（4）工作面的推进方式
采面布置为走向长壁后退式工作面，由采区边界向下山方向推进。
5、采区巷道布置
贵州省大方县一号煤矿开采M51和M73两层煤，为缩短矿井建设周期，采用分层布置采区，全矿共划分为两个采区，即M51煤层采区和M73煤层采区。矿井首先开采M51煤层采区，然后开采M73煤层采区。
1）采区位置、境界及开采范围
首采区为一采区，即M51煤层。位于井田范围内+1600标高以上，浅部以煤层露头风氧化带及小窑破坏边界为界，深部以+1600m标高为界，其余以井田边界为界，开采井田范围内+1600m标高以上M51煤层。
2）采区生产能力
矿井设计生产能力9万t/a，设计用1个采区1个工作面满足其年产量，故每个采区生产能力为9万t/a。采区参数见下表2-1-4。
表2-1-4 采区参数表
3）采区巷道布置
大方县贵州省大方县一号煤矿开采M51和M73两层煤，为缩短矿井建设周期，采用分层布置采区，全矿共划分为两个采区，即M51煤层采区和M73煤层采区。矿井首先开采M51煤层采区，然后开采M73煤层采区。
M51煤层采区走向长1256m，双翼采区。采区倾斜500m左右，划分为7个区段，区段斜长70m左右。
M73煤层采区走向长1260m，双翼采区。采区倾斜宽840m左右，划分为12个区段，区段斜长70m。
在布置最上部区段时，需对老空水加强防范，巷道掘进必须贯彻“有疑必探，先探后掘”，同时亦需为地面建（构）筑物、危岩等留出禁采区。
4）采区车场及硐室
在各区段设区段甩车场，车场内设双道(空、重车道)长约30m。
各区段车场设摘挂钩硐室。
不设采区煤仓。
5）采区生产系统
（1）运煤
工作面→运输顺槽→运输上山→采区下部车场→主斜井→地面。
（2）运料
地面→主斜井→采区下部车场→运输上山→运输顺槽→采掘工作面。
（3）通风
主斜井→运输上山→采区车场→区段运输顺槽→回采工作面→区段回风顺槽→采区回风上山→回风平巷→回风斜井→引风道→地面。
（4）排水
工作面淋水→工作面运输顺槽(自流)→回风上山(自流)→水仓→水泵房(水泵)→主斜井→地面。
6）供电
矿井地处大方县城东北面的凤山乡，当地10kv农用电网通过贵州省大方县一号煤矿，矿井主电源直接由10kv农网接入。另外，为确保主电源发生故障时矿井一级负荷用电要求，配备一台150kw柴油发电机组作为矿井备用电源。
7）掘进工作面
正常生产期间配备1个掘进工作面，采掘比为1:1。掘进工艺为炮掘。
8）采煤机械配备
掘进工作面配备GMZ—1.2型煤电钻和EZ2—2.0型岩石电钻钻孔，并配备TXU—75A型探水钻、DSFA—5型湿式除尘局部通风机和ND—50—200型泥浆泵，人工装载、人力推车运输。
掘进工作面设备配备详见表2-1-5。
表2-1-5 掘进工作面主要设备配备表
1）采煤方法
贵州省大方县一号煤矿采用走向长壁后退式采煤法。
2）回采工艺、工作面支护及顶板管理
采煤工作面设计采用炮采工艺。
（1）落煤方式：煤电钻打眼，放炮落煤。
（2）运输方式：工作面崩落的煤炭由工作面用刮板输送机运煤至运输顺槽采用MF0.75—6型翻转箱式矿车后在用人力推车外运。
（3）支护方式：采用HZWA—2600型摩擦式金属支柱和HDJA—1000型金属铰接顶梁维护采场顶板，有条件时，尽可能改用单体液压支柱。
（4）顶板管理：采用全部陷落法管理顶板，“三、四排”控顶，最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m，柱距0.8m，排距1.0m。放顶线采用密集支柱、丛柱切顶，采用回柱绞车回柱。
3）工作面循环方式、作业方式的选择
采用“三八”作业制，两采一准，工作面长60m，工作面回采率C取95%，年推进度B=600m。
4）工作面年生产能力验算
设计工作面长60m，工作面采出率取95%(中厚煤层)，则工作面年生产能力Q为：
Q=l•Da•m•γ•C (2-1-2)
=60×600×1.7×1.55×0.95=9.0117(万t)
式中：Q——工作面年生产能力，t/a
l——工作面长度，m
Da——工作面年推进度，m
m——煤层平均采高，m
γ——煤层容重，γ=1.55t/m3
C——工作面采出率
矿井用1个工作面保产，满足设计生产能力要求。
三、提升、排水急压气设备
1、提升设备
1）主斜井提升绞车
选用GKT1.2×1-30型单滚筒提升绞车，绳速Vp=1.5m/s，最大静张力Fmax=30kN；配套电机：40kw、380V；主机生产厂家配套供给电控设备。
一次提升矿车数：5个煤车或2个矸石车。
2、排水设备
1）涌水量及排水垂高
根据贵州省地矿局102地质大队提供的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》提供的资料表明。
大方县一号煤矿矿井正常涌水量5m3/h；本矿按正常涌水量10m3/h设计；矿井最大涌水量30m3/h；排水垂高100m(满足+900m标高排水)。
2）排水方式
水泵集中排水。
3）排水设备
选择额定值接近的80D30×4型多级分段式离心泵，其流量为23—50m3/h，扬程为106.4—136.8m；电机型号为JO272—2，功率30kw；。
上述水泵三台(其中一台工作、一台备用)作为主排水用，用1台水泵排除矿井正常涌水量，用1台水泵可满足矿井最大涌水量，另一台作检修使用。
4）排水管
排水管设工作和备用水管各一趟。
3、供电
按一级用电负荷，双回路供电。
4、压气设备
1）用气设备
YT24型气腿式风动凿岩机2台。
2）压气设备
选择YB180M-2移动式空气压缩机2台，1台工作，1台备用。
该空压机额定排气量为每台6m3/min，额定排气压力为7kg/cm2，配套电动机功率22kw，空压机为V型风冷式。
3）压气管路
凿岩机选择φ50无缝钢管，配合高压塑料软管。
四、井上下主要运输设备
1、地面运输
1）外部运输：
采用公路运输，煤场装车机装车外运。
2）场地运输：
采用600mm轨距窄轨铁路运输。
2、井下运输
1）工作面：
配备SGD—280/11刮板输送机运煤。
2）运输顺槽：
采用MF0.75—6型翻转箱式矿车，人力推车运输。
3）矿车：
选用MF0.75—6型翻转箱式矿车，自重455kg。
材料车MC1-6A型，自重494kg。
MP1-6A型平板车，自重464kg。
五、地面生产系统
1、煤质
煤质特征见表1-2-1。
2、煤的用途及加工方式
1）煤的用途
本井田煤层均为无烟煤，目前主要用于贵州化肥厂、广西柳州化工有限公司、毕节化肥厂及大方县铁厂等工矿企业。
2）产品方案
贵州省大方县一号煤矿原煤基本可以满足用户要求，本次设计暂不考虑冼煤厂，原煤只经过人工选矸和设50mm筛分设备将原煤筛分成块煤和粉煤，块煤作化工用及民用，粉煤供发电厂，待条件成熟再建选煤厂，以提高煤的质量。
初期煤的工艺流程如下：
主斜井→筛分房→胶带输送机→地面储煤场→汽车装车外运。
地面生产系统主要设备技术特征见表2-1-6。
表2-1-6 地面生产系统主要设备技术特征
矿井矸石按设计产量的5%考虑，即0.45万t/a前期矸石通过矿车运至矿井工业场地作为平场填方，后期矸石经过窄轨铁路运至排矸场地排弃，在矸石场下部设矸石挡墙，并经过防渗透处理。
待条件成熟，可在矿井附近建一个矸石砖厂，充分利用矿井所排出的矸石作为矸石砖厂的原料，同时应加强绿化工作，注重环境保护。
4、辅助运输
1）井下机电设备修理车间
（1）承担的主要设备
矿井机修车间的主要任务是承担矿井机电设备日常检修和维护，并承担矿车及支架等设备的部分修理。
（2）主要设备
机修车间主要设备见表2-1-7。
表2-1-7 矿井机修车间主要设备
（1）承担的主要任务
主要承担其坑木材料的加工，根据井下需要加工背板和坑木，坑木主要由汽车从场外运往坑木场储存并加工，然后由矿车装车运往井下。
（2）主要设备
坑木房主要设备见表2-1-8
表2-1-8 坑木房主要设备
六、工业地布置特征、防洪排涝、地面建筑及煤柱
1、工业场地位置、工程地质条件、周围环境
工业场地布置在主斜井和回风斜井附近，在大方县凤山乡渣坪村青树子北西面。
根据地形地貌，井筒布置，经实地考察，矿井拟建工业场地场内无滑坡、溶洞等不良地质现象，工程地质条件较好。从场地到渣坪村已有1km的简易乡村公路，渣坪村至大方县城有公路相通，交通运输条件较好。
本区属于亚热带温湿气候，冬无严寒，夏无酷暑。按原贵州省城乡建设环境保护厅1993年12月编制的《贵州省地震烈度区划分布图》，本区地震烈度在6°以下。
2、布置方案
根据上述原则，主斜井布置在+1677.5m标高。由于矿井生产能力较小，地面设施较少，为了便于材料下井及井下设备维修，将生产及辅助设施布置在+1672.5m水平标高上，场内布置有机修车间、材料库、坑木加工房、变电所、矿灯房、浴室、办公室等；在井口南面+1677.5m标高布置有地面贮煤场；在井口西面+1669.0m标高布置有矿井水处理池，在井口南面及+1677.5m标高布置有装车环线，便于井下污水处理及煤炭装车外运。由于矿井离乡镇较近，生活福利设施以乡镇为依托，不考虑矿山生活福利设施。
3、防洪排涝
在工业场地布置在缓斜坡处，故无内涝之患。为满足工业场地防洪要求，设计在内修筑40cm×40cm矩形截面排水沟。
4、地面建筑及煤柱
矿生产系统中的主要建（构）筑物，除主斜井提升绞车天轮廓架采用钢筋混凝土框架结构外，其余建（构）筑物，如机修车间、坑木加工房、变电所等均采用砖混结构。所有建（构）筑物均按6度的地震烈度设防。
为了节省投资，提高经济效益，将矿灯房、浴室、锅炉房、材料设备库和机修车间综合建筑，职工食堂、职工宿舍与办公室合建成综合楼，而变电所、坑木加工房、炸药库为单独建筑。且所有行政、生活福利设施及辅助厂房均为单层建筑，建筑总面积489 m2。
由于地下煤层的开采，使得采空区上方的地表有不同程度的移动和变形。其影响范围将略大于采空区范围。而当开采深度越大时，对地表的影响将越小。
贵州省大方县一号煤矿井地处山区，采空区引起的地表塌陷，可能会引起地形陡峭的地方发生崩塌、滑坡。因此生产中要对地表沉陷影响的重要建筑设施和大的地表水体留有保安煤柱，对于地表沉陷形成的塌陷坑，要尽量整平，回填造地，易产生滑坡的地方应提前修筑挡土墙，打抗滑桩或削坡减载等，另外，平时应经常有巡视人员，发现问题及时处理。
七、供电及通信
1、供电
1）供电电源
矿井地处大方县城东北面的凤山乡，当地10kv农用电网通过贵州省大方县一号煤矿，矿井主电源直接由10kv农网接入。另外，为确保主电源发生故障时矿井一级负荷用电要求，配备一台150kw柴油发电机组作为矿井备用电源。
2）电力负荷
矿井生产能力为9万t/a，斜井开拓方式。全矿用电设备共33台（件），运行设备22台（件），设备总容量357.20kw，运行设备容量231.05kw。全矿有功负荷为163.06kw，无功负荷为167.70kvar。矿井年耗电量815300kw.h，综合电耗9.1kw.h/t。
3）地面供配电
地面运行设备容量114.25kw，地面设备视在负荷121.31kvA。
场地室内照明采用配照型工厂灯，室外照明采用马路弯灯。为减少能耗，延长灯具寿命，工业场地室外照明采用HDL-3A型路灯光电控制器进行自动控制。
场地室内照明采用配照型工厂灯，室外照明采用马路弯灯。为减少能耗，延长灯具寿命，工业场地室外照明采用HDL-3A型路灯光电控制器进行自动控制。
4）井下供配电
井下运行设备容量为116.80kw，井下设备视在负荷114.79kvA。由地面变电所经主斜井向井下供电，各配电点及用电设备电缆由井下隔爆低
压开关引出。
井下安装用电设备22台（件），设备总容量209.20kw。其中，运行设备14台（件），运行设备容量116.80kw，计算有功负荷为76.00kw。
在阶段大巷、区段运输顺槽等巷道内设置固定照明电器。
2、通讯
1）矿山与外部通讯
矿山与外界的通讯联系，采用程控电话进入共用电讯网或移动电话。
2）矿内通讯
矿井内部井上、井下通讯选用矿用本安型选号报警电话，只需要一趟电话线便可组成独立的通讯系统。电话线选择矿用阻燃HYVR—1型电缆，下井电缆经主斜井口的室外分线盒引入。
主斜井、运输上山提升信号设置简单的组合式光电信号。
八、给水、排水、采暖、通风及供热
1、矿井水源
1）生活用水
在矿井工业场地东面100m处有一泉水井，经测算枯水季节日涌水量可达50m3，足以满足矿山生活用水量41m3的要求，只需敷设150m左右供水管道即可将泉水水引至地面工业场地。
2）生产用水
为充分利用水资源，利用经处理后的矿井水作为矿井生产用水。在场地内污水处理池出口处设置一台取水泵，敷设一趟工业用水供水管道，便可对场地内各用水点及井下消防用水点进行动压供水。
2、用水量
1）供水范围
主要供给矿井地面生产、生活用水和井下生产、消防、防尘用水。
2）用水量估算
全矿总用水量171.80m3/d。其中：生产用水占58.21%，生活用水占23.80%，消防用水占8.90%，净化用水占9.09%。详见矿井用水量表2-1-9。
2、给水系统
1）生活用水供给系统
在工业场地东面的泉水井设生活用水取水泵，通过100m左右的管道将泉水泵入场地的生活水池，分别对职工宿舍、食堂、锅炉房、办公室等用户供水。
2）生产水系统
矿井生产水取自场地内矿井水处理池，在污水处理池设置一台11kw取水泵，并敷设场地生产用水给水管网，对场地及井下各生产用水点供水。
3、污水处理
设地面污水处理站，对井下矿坑水及地面产生的工业废水进行处理排放。
1）地下水处理
贵州省大方县一号煤矿井下正常涌水量为5m3/h，设计正常涌水量为10m3/h，最大
表2-1-9 矿井用水量统计表
涌水量为30m3/h，矿井水的主要污染物为SS。设计采用混凝土沉淀池沉淀、消毒处理工艺如，图2-1-1。矿井水处理能力为30m3/h，经处理后的矿井水应达到《污水综合排放标准》(GB8978—1996)一级标准要求。处理达标后的矿井水部分复用于井下和地面消防洒水，其余经场地排水沟排出场外，作为农田灌溉用水。
2）生产、生活污水处理
矿井建成后，工业场地生产、生活废水主要有粪便污水、食堂污水、矿灯房及浴室废水，污水量为330m3/d，主要污染物为有机物和SS。工业场地生产、生活废水经处理达到《污水综合排放标准》(GB8978—1996)一级标准后，经场地排水沟排出场外，作为农田灌溉用水。如图2-1-2
4、排水系统
处理达标后的水用水泵泵至消防水池复用，多余部分外排。
5、采暖、通风及及供热系统
在工业场地内的更衣室，任务交待室、矿灯房、办公室和职工宿舍等，采用回风炉分别采暖。
在浴室、洗衣间等工作时有大量余热、余湿产生。采用在浴室和洗衣间下部开设百叶窗进风，上部开气窗排风的方式进行有组织的自然通风。
灯房内在充电和配液过程中，将散发氢气、硫化氢及酸雾等有害等气体，危及工作人员的健康和安全。为此，要求在充电间上部开设气窗，排出有害气体。
在贮液间及配液间，选用WS－85－6型№3.6#玻璃钢屋顶风机各一台，进行机械排风。
九、技术经济
1、建井工期
经过分析计算，开工后10个月即可完成全部建井工程，加上2个月的施工准备时间、1.4个月的工作面设备安装及联合试转，矿井建设总工期为13.4个月。
2、劳动生产率
根据矿井设计生产能力、开拓方式、工作面采煤方法、机械化设备配置水平，确定矿井全员效率2.0t/工。
3、劳动定员
根据矿井设计生产能力、年工作日、全员效率，按照原煤炭部92年颁发的《煤炭工业小型矿井设计规范》规定进行估算。劳动定员估算，按煤炭工业矿井设计改革精神，并结合贵州省大方县一号煤矿井管理制度，只估算原煤生产出勤人数，不考虑在藉人员系数及服务人员。
经估算，矿井职工总人数为136人，万t职工人数为15人。劳动定员估算结果详见表2-1-10。
表2-1-10 劳动定员配备表
4、项目静、动态投资估算
原则上按照现行煤炭概算指标、现行设备、材料价格及有关煤炭建设工程造价文件规定，根据矿井可行性研究报告设计内容，设计提供的主要工程量和主要设备材料数量，结合贵州省大方县一号煤矿井建设情况，主体工程和主要设备材料采用概算编制方法进行估算；辅助工程和次要设备材料参考类似矿井概算，按生产环节进行估算。
投资估算基准年为2002年底。
1）经估算，矿井固定资产总投资673.63万元，吨煤投资74.85元。投资构成比例及分析表见表2-1-11
流动资金按照原煤炭工业部1996年颁发的《煤炭工业建设项目经济评价方法与参数》的规定，采用分项详细估算法进行估算。
2）经估算，矿井达到设计生产能力时，流动资金总需要量为87.6万元，吨煤流动资金9.73元/t。
流动资金估算详见表2-1-12。
表2-1-11 投资构成比例及分析表
5、经济分析及经济评价
1）成本估算
估算结果，矿井年总成本费用为470.88万元，单位总成本为52.32元/t；其中：经营成本371.61万元，单位经营成本为41.29元/。
2）销售收入
根据矿井设计产品方案，块煤率20%，煤炭销售市场主要为电力、建材、冶金等工业行业及地方民用市场。
根据目前当地煤炭实际销售价格，并结合贵州省煤炭市场销售行情，测算中和售价为67元/t（含税），年销售收入为603万元。
3）利润
按矿井达到设计生产能力(9万t/a)后正常生产年份，计算年利润总额为605.38万元，上缴所得税199.77万元，税后利润405.60万元。
在利润分配中，每年按可分配利润的10%提取盈余公积金。
4）盈利能力分析
见表2-1-13。
表2-1-13 财务评价主要盈利能力指标表
5）盈亏平衡分析
按投产后正常年份（以第6年为例）的年销售收入为603.00万元，年固定总成本为271.98万元，可变总成本为198.90万元，年销售税金及附加为23.00万元，据此计算项目盈亏平衡点如下：
BEP（生产能力利用率）＝年固定总成本／（年销售收入－年可变总成本－年销售税金及附加）×100% (2-1-3)
＝271.98／(603.00－198.90－23.00)×100%
＝71.37%
BEP（产量）＝9×71.37%=6.42（万t）
从盈亏平衡点计算来看，生产能力利用率为71.37%，当产量达到6.42万t时，企业就可保本，矿井建设具有一定的抗风险能力。
6）敏感性分析
项目在计算期内可能发生变化的因素有销售价格、销售产量、固定资产投资、经营成本等。当各单因素分别在±20％、±10％范围内变化时，由对财务评价指标的影响程度的分析计算知，本项目对销售价格变化最为敏感。
在项目可行区域内，允许价格在11%幅度内有一定的变化，项目仍有一定的收益，可见本项目具有一定的抗风险能力。
7）综合评价
通过以上对该项目的财务盈利能力、清偿能力及不确定性分析，各项财务评价指标较理想，投资效益好，项目抗风险能力较强。该项目实施后无论对企业，还是对投资者都具有较好的经济效益，投资效果较好，对拖动地方经的发展，提高社会效益和环境效益都具有十分重要的意义。因此，评价认为，该项目的建设在经济上是可行的。
第三章 矿井通风安全
第一节 概况
一、资源来源
1、贵州省地矿局102地质大队2002年1月提交的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》；
2、贵州工业大学勘察设计研究所2003年3月编制的《贵州省大方县一号煤矿可行性研究报告》；
3、邻近矿井的毕节地区大方县凤山乡大路边煤矿2005年度瓦斯等级鉴定的批复。
二、井田瓦斯、煤尘爆炸性、煤的自燃倾向性、煤和瓦斯突出及地温情况
1、瓦斯
该矿为建设矿井，根据贵州省地矿局102地质大队提供的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》，矿区及邻区未发生过瓦斯、煤尘爆炸。由于资料不详，为安全起见建议按高瓦斯矿井进行设计和管理。
同时参照贵州省煤炭管理局对毕节地区大方县凤山乡大路边煤矿2005年度瓦斯等级鉴定的批复。贵州省大方县一号煤矿按高瓦斯矿井设计，暂按瓦斯相对涌出量15m3/t考虑。参照情况见表1-2-4。
2、煤尘爆炸性
贵州省地矿局102地质大队提供的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》指出：矿区及邻区未发生过煤尘爆炸现象，煤尘爆炸性指标不详。矿井应及时补充区内各开采煤尘爆炸性鉴定资料。
3、煤的自燃倾向性
按贵州省地矿局102地质大队提供的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》指出：贵州省大方县一号煤矿区及邻区未发生煤的自然现象，煤层自燃发火资料不详。矿井应及时补充区内各开采煤层自燃发火性鉴定资料。
4、煤和瓦斯突出情况
矿井无煤与瓦斯突出危险性资料，该矿现未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，该矿与该矿所处区域其它矿井均无煤与瓦斯突出历史记录。为保证煤矿建设和生产的安全性，建议在未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定前，矿井建设和生产时按煤与瓦斯突出矿井进行管理。在建设和生产中需作好煤与瓦斯突出预测及鉴定工作，矿井施工及安全管理中应引起高度重视。石门揭煤和巷道过断层时必须采取相应的安全措施。
矿井应及时补充区内各开采煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定工作，并依据实际鉴定结果采取相应安全措施，以指导矿井安全生产。
5、地温情况
本井田属地温正常区，无热害影响。
三、对瓦斯等级及地温变化的预测
1、矿井内随着开采深度的增加
1）不仅瓦斯涌出量增大，而且由于来自开采层围岩的瓦斯涌出的增高，矿井的瓦斯平衡也发生了有规律的变化，采空区瓦斯的威胁越来越严重。
2）随着开采深入，尤其在深部，通风较困难，瓦斯易于聚集。
3）由于贵州省大方县一号煤矿为煤层群开拓，随着开采煤层及开采面积的增大，邻近可采及不可采煤层的瓦斯涌出将导致工作面瓦斯涌出量的增加；
4）由于矿井已存在采空区，采空区附近受采空区瓦斯的威胁将越来越严重。
第二节 矿井通风
一、通风方式和通风系统
1、煤层开采技术条件及矿井开拓方式
1）开采技术条件
含煤岩系总厚度165—206m，平均厚185m，煤层总厚9.76m，含煤系数5.01。其中：可采煤层3层，平均总厚度4.45m，可采煤层含煤系数为2.28。矿区内共含可采煤层3层，由上至下分别为M18、M51及M73，贵州省大方县一号煤矿主采M51（厚度1.6—1.8m）和M73（厚度2.0—2.4m）两层煤。
倾角平均3°为近水平煤层。
各煤层顶板较稳定，底板遇水易膨胀底鼓。
井田内没有发现大的断层。
2）矿井开拓方式
矿井开拓方式为斜井开拓。
根据井田范围、主采煤层数，矿井为片盘斜井开拓，不划分采区。
矿井开采顺序为：煤层、区段下行式开采。即先开采M51煤层，然后开采M73煤层。
2、通风方式及通风系统
1）通风方式
（1）通风方式：并列式机械通风。
（2）通风方法：矿井主要通风机的通风方法采用抽出式。回采工作面采用U型通风方式，掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。
2）通风系统
通风线路为：主斜井→运输上山→采区车场→区段运输顺槽→回采工作面→区段回
风顺槽→采区回风上山→回风平巷→回风斜井→引风道→地面。
二、风井数目、位置、服务范围及年限
风井数目为1个，风井位于标高为+1682.5M，方位角为177度，倾角为18度，为全矿井服务。服务年限为19.7年。
改变全矿井通风系统时，必须编制通风设计及安全措施，并审批。
三、采掘工作面及硐室通风
1、采掘工作面通风
初期采煤工作面利用矿井主要通风机全负压通风，回采工作面设有独立的进回风系统。
掘进工作面利用压入式局部通风机辅助通风，并设有独立的进回风联络巷道，掘进工作面与采煤工作面不构成串联通风。
贵州省大方县一号煤矿初期的1个掘进工作面为运输顺槽掘进头掘进头，采用11kw型号为YBT52-2型的矿用防爆局部通风机和风筒组成一体进行通风，工作方式为压入式。局部通风机和启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧的新鲜风流中。
风机将新鲜风经风筒压送到掘进工作面，为了能有效的排出炮烟，风筒出口到掘进工作面的距离LP不能超过风流从风筒出口到转向点的距离即有效射程LR，有效射程可
由: LR =(4～5)S0.5 （3-2-1）
式中S-为掘进巷道净断面积
煤巷掘进不允许超过5m。贵州省大方县一号煤矿S为4.3m2。则LR为8.29～10.37m。
2、硐室通风
采区需独立通风硐室2处，分别为采区绞车房和水泵房，采区绞车房设有进回风联络巷分别与主要进风和回风巷相连，水泵房位于井风流当中，为通过式通风。
3、局部通风机的使用必须注意以下几点
1）掘进巷道贯通在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。贯通时，必须由专人在现场统一指挥，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进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，工作面入口必须有专人警戒。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。
2）掘进巷道必须采用局部通风机通风。煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式，如果采用混合式，必须制定安全措施。长距离掘进由于阻力加大，会出现通风困难。可采用两台同型号、同功率局部通风机串联，以增加风压克服阻力，保证风量供给。
3）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。压入式局部能风机和启动装置，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间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》之第一百零一条的有关规定。
4）必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定。
5）掘进工作面的局部通风机采用“三专”(专用变压器、专用开关、专用线路)供电和“两闭锁”(风、电及瓦斯、电闭锁)。
6）严禁3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。
4、防止瓦斯积聚及井下通风管理必须注意以下几点
1）矿井主要通风机采用双回路供电，一回路电源停止供电后，另一回路必须马上投入运行。由变压器供主要通风机的双回路电源上不得分接其他负荷。
2）建立测风制度，每10天进行一次全面测风。对采掘工作面和其它用风地点，根据实际需要随时测风，将每次测风结果记录并写在测风地点的记录牌上，并根据测风结果调节风量。
3）使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。
4）掘进工作面当瓦斯积存量大时，可采用风筒增阻排放法：可用绳子把柔性风筒捆结，缩小其断面或在风机的吸风口用木板阻挡部分通风断面进行增阻，随着混入矿井主通风风流的瓦斯浓度的下降逐渐增大风筒断面，直到全断面通风。
5）通风系统或通风设施的破坏或异常(如风门该关的未关，风道堵塞、临时改变通风系统，掘进通风风筒脱节或破坏等)，都会造成局部或区域风量不足甚至无风，产生瓦斯积存。因此出现这些异常，必须及时修复，采取措施恢复正常通风。
6）独头巷道长或封闭的独头巷道启封后排放瓦斯应制定专门的排放瓦斯的措施。一般可采用逐段通风排放法：排放由外向内逐段区段进行，先准备一节5m长的短风筒，接在密闭外的风筒上，用其冲淡启封密闭墙的开口孔洞瓦斯，控制风筒的排风量，使冲淡后的瓦斯浓度低于1.5%，正常后再区段接长风筒逐段排放巷道积存瓦斯，直到全独头积存瓦斯排放完转入正常通风时止。
四、井下通风设施及构筑物布置
1、井下通风设施及构筑物设置
1）密闭
除设计保留的井口、巷道外矿区范围内的其他井口、巷道全部实行密闭。采掘过程中，井下凡不使用的巷道(包括联络巷)全部实行密闭；采空区必须及时封闭，必须随采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道；采区开采结束后45天内，必须在所有与已采区相连通的巷道中设置防火墙，全部封闭采区。
2）风门
井下风门设置见表3-2-1。
设置地点见大方县一号煤矿矿井通风系统及网络图。
3）防爆门
为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，在风井口处设置防爆门。
4）测风站
用以测量全矿井总进风量和回风量，以及各区段各掘进面、各回采工作面的进风量和回风量。井下测风站的设置见表3-2-2。
2、井下通风设施及构筑物要求
1）风门设置要求
（1）避免在弯道和倾斜巷道中设置风门；
（2）风门的前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.45m，四周掏槽深0.2～0.3m；
（3）结构严密，漏风少，向关门方向缓倾斜80°～85°；
（4）风门应迎风流开启，通过矿车的巷道，两组两风门间距应大于一串车长度，并能使风门正常开启和关闭；
（5）风门要求设置两组，含正反向风门各两道，两道正向风门必须连锁，一道打开，另一道必须关闭。
（6）安全出口风门须设置双向联锁风门。
（7）风门等通风构筑物的设置应坚固稳定，并加强通风管理，及时检查和维修。
2）调节风门要求
需要调节风量的巷道设置调节风门(即是在风门上安设可以调节的风窗)，其技术要求与风门相同。
3）挡风墙(密闭)要求
满足下列要求：
（1）永久性挡风墙采用不燃性材料(如砖、料石、水泥等)建筑，墙上部厚≥0.45m，墙下部厚≥1.0m，墙前后5m内的巷道支护要完好且为防腐支架；无积煤、片帮、冒顶；四周在煤中掏槽深度≥1.0m、在岩石中≥0.5 m；墙面要严、抹平、刷白、不漏风。密闭内有涌水时，应在墙上装设U形放水管，利用水封防止放水管漏风。
（2）对于服务期限短的临时性挡风墙：可用木柱、木板、可塑性材料等建造，木板需鱼鳞式搭接，用黄泥、石灰抹面，无裂隙，不漏风；要设在帮顶良好处，四周在煤中掏槽深度≥0.5m、在岩石中≥0.3m；墙前后5m内的巷道支护要完好且为防腐支架；无积煤；同时墙外要设置栅栏和警标。
4）防爆门要求
（1）为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，在风井口处设置防爆门，防爆门至井筒内引风道的开口位置长10～15m，同时其距离应比引风道的距离短；
（2）防爆门每6个月检查维修一次；
（3）主要和备用通风机的2条引风道与回风井之间的夹角满足30°～45°，引风道内要设置两道风闸式风门，主要通风机运行时，主要通风机引风道风门全打开并固定好，备用通风机引风道风门则关闭并固定好。
（4）矿井主要通风机设有反风装置，当井下发生火灾时经矿技术负责人的同意后可进行全矿井反向通风，为防止反风时由于风压作用将另一条引风道风门压开并短路流出，故安全出口中的风门要采用两道连锁的双向风门。
（5）根据矿井反风要求，必要地点设置常开风门。
5）测风站
（1）须设在直线巷道中；
（2）测风站本身长度不得小于4m，断面规则，附近至少有10～15m断面没有变化；
（3）测风站不得设在风流汇合处附近；
（4）测风站内不得有障碍。
6）其他
矿井内的风门、调节风门、局部通风机的压送风筒、测风站、风墙及密闭等所有通风设施，应建立每天三班的巡回检查制度。并有可靠的检测、监控设备，保证设施经常处于完好状态，确保风路畅通和通风系统的安全可靠。
五、安全逃生途径
1、矿井安全出口设置及保证措施
1）有关规定
《煤矿安全规程》第十八条规定：“每个生产矿井必须至少有2个能行人的通达地面的安全出口，各个出口间的距离不得小于30m；井下每一个水平到上一个水平和各个采区都必须至少有2个便于行人的安全出口，并与通达地面的安全出口相连接。未建成2个安全出口的水平或采区严禁生产。”
《煤矿安全规程》第五十条规定：“采煤工作面必须保持至少2个畅通的安全出口，一个通到回风巷道，另一个通到进风巷道。”
2）贵州省大方县一号煤矿安全出口设置
（1）矿井设置了2个井筒，井口之间的距离大于30m，满足规程要求；
（2）采区内采煤方法采用走向长壁式采煤，每个工作面均设有运输和回风顺槽，运输顺槽通过运输上山与主斜井相连，回风顺槽通过回风平巷与风井相连，满足规程之规定。
2、保证措施
1）严格执行《煤矿安全规程》规定，若矿井井筒发生变化则必须委托有资质部门进行设计并报主管部门备案和审批，井筒延伸及工作面接替必须按规定保证2个能行人的安全出口，工作面严格执行长壁式开采，工作面未构成回风系统，未形成2个安全出口不允许开采；
2）开采三角煤、残留煤柱，不能保持2个安全出口时，必须制订安全措施，报企业主要负责人审批。
3）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；
4）安全出口必须设专人维护，发生巷道冒顶片帮、支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖。
5）井巷交岔点，必须设置路标，标明所在地点，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。
6）对于通达地面的安全出口均设置人行道，并根据倾角大小和实际需要设置扶手、台阶或梯道。
3、井下避灾路线
根据井下发生灾害的地点不同或灾害类型不同，应采取不同的避灾路线。因此事故发生时，在场人员应尽量了解或判断事故性质、地点与灾害程度，并由在场的负责人或有经验的老工人带领，根据当时当地实际情况，选择安全路线或按预先规定的安全路线，迅速撤离危险区域。
井下发生冒顶事故时，要及时加强冒顶区的支护，全力营救被岩石埋住的人员。
1）火灾、瓦斯及煤尘爆炸避灾线路
井下发生火灾时，要立即通知附近的工作人员迅速撤除灾区，向火焰燃烧的相反方向撤退，最好利用平行巷道，迎着新鲜风流绕过火灾，沿新鲜风流流向的逆方向撤退，在从火区撤出时，必须戴上自救器。
井下发生瓦斯爆炸事故时，会产生大量的有害气体和温度很高的气流或火焰。这时，要迅速背着空气震动的方向，脸朝下，卧倒在沟里或者用湿毛巾堵住嘴和鼻子，还要用衣服等物掩盖住身体，使身体的暴露部分尽量减少。事故发生后，首先要积极进行自救，戴好自救器，根据灾害预防和处理计划里规定的避灾安全路线，尽快离开灾区。两人以上要编组同行，互相帮助，由有经验的老工人带领。行进中要注意通风情况，要迎着进风的方向走。
初期避灾线路如下：
工作面：工作面→工作面运输顺槽→运输上山→主斜井→地面。
掘进面：掘进面→掘进运输顺槽→运输上山→主斜井→地面。
2）反风时的避灾路线
当井下主要进风侧发生火灾时，应实行全矿井反风，反风前需将火源进风侧人员全部撤出，火源回风侧井下人员朝反风时的新风风流来向撤退出井。
工作面：工作面→工作面回风顺槽→采区回风上山→回风平巷→回风斜井→安全出口→地面。
掘进面：掘进面→掘进运输顺槽→联络巷→回风斜井→安全出口→地面。
3）工作面发生水灾时避灾线路
井下发生透水事故时，应撤退到涌水地点上部水平，避免进入涌水附近的独头巷道。但是当独头上山下部唯一出口被淹没无法撤退时，也可在独头工作面暂避。若是老塘老空积水涌出，则须在待避前快速构筑避难硐室，以防被涌出的有毒有害气体伤害。
水灾逃生线路如下：
工作面：工作面→工作面回风顺槽→采区回风上山→回风平巷→回风斜井→安全出口→地面。
掘进面：掘进面→掘进运输顺槽→联络巷→回风斜井→安全出口→地面。
六、矿井风量、风压及等积孔
1、风量计算及分配
该煤矿没有有效的瓦斯等级鉴定资料，鉴于参照贵州省煤炭管理局对毕节地区大方县凤山乡大路边煤矿2005年度瓦斯等级鉴定的批复。贵州省大方县一号煤矿按高瓦斯矿井设计，暂按瓦斯相对涌出量15m3/t考虑。参照情况见表1-2-4，今后以实际鉴定为准。
可采煤层属高瓦斯高变质煤，同一煤层瓦斯含量向深部略有增高的趋势。
为保证通风安全，矿井在实行开采前，须进行瓦斯抽放。由于缺少瓦斯抽放参数，计算矿井风量时不考虑抽放量。矿井在正常投产时必须定期测定瓦斯涌出量，并制定风量计算方法对所选风机进行校核以满足矿井通风需要。
1）按井下同时工作最多人数计算
Q1=4NK （3-2-2）
=4×70×1.20=336m3/min
式中：N—井下同时工作的最多人数，人；
4—按井下每人每分钟4m3的单位风量计算矿井总风量。
K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入或中央并列式通风时，可取1.20～1.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.15～1.20；采用对角式或分区式通风时，可取1.10～1.15。上述备用系数在矿井产量T≥9万t/a时取小值；T＜9万t/a时取大值。本矿取1.20。
2）按各用风地点的实际需风量计算(由内到外的计算方法)
（1）回采工作面所需风量的计算
①按瓦斯涌出量计算
矿井设计生产能力9万t/a，最大日产量T=1.15×90000/330=313t/d，则瓦斯绝对涌出量q绝=15×313/(24×60)=3.26m3/min。回采工作面绝对瓦斯涌出量按占矿井总的涌出量的70%计算为qa=3.26×70%=2.28 m3/min。
Qa1= Ka •qa/(1/100-C1) (3-2-3)
=1.5×2.28/0.01=342 m3/min
式中：qa—回采工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min；
Ka—回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于机采工作面Ka为1.2～1.6，对于炮采工作面Ka为1.4～2.0。贵州省大方县一号煤矿为炮采工作面，暂取Ka =1.5（实际取值应测定）。
C1—回采工作面入风流瓦斯浓度(不得大于0.5%)，对于贵州省大方县一号煤矿可取0.01%。
②按工作面温度与风速的关系计算
Qa2=60×Va×Sa×Ka (3-2-4)
=60×0.8×6.29×0.9
=271.73m3/min
式中：Va—采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流气温和风速应符合有关要求，经查表，设回采工作面气温取18°～20°，则工作面风速Va应为0.8～1.0m/s，取值0.8m/s；
Sa—回采工作面按最大和最小控顶距计算的平均断面积(m2)，贵州省大方县一号煤矿井设计“三四排”控顶，取小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m，采高1.7m，则Sa=(3.2+4.2)/2×1.7=6.29m2；
Ka—回采工作面长度系数，经查工作面长度系数表，回采工作面为50～80m时(贵州省大方县一号煤矿为60m)，工作面长度系数为0.9。
③按炸药使用量计算
Qa3=25AC (3-2-5)
=25×9=225 m3/min
式中：25—每使用1kg炸药的供风量，m3/min；
AC—回采工作面一次使用的最大炸药量，kg；
工作面斜长60m，采高1.7m，煤壁面积为60×1.7=102m2，炮眼密度为1×0.6=0.6，炮眼数为102/(1×0.6)=170，每孔装药按150g计算，则工作面全长需炸药170×150=25.50kg，按工作面全长分3次装药爆破计算，则一次使用最大炸药量为25.50/3=8.50kg，取9kg。
④按工作人员数量计算
Qa4=4Na (3-2-6)
=4×15=60 m3/min
式中：Na—回采工作面同时工作的最多人数，人；
4—每人每分钟4m3的供风标准。
⑤按风速进行验算
根据规定，回采工作面最低风速为0.25m/s、最高风速为4m/s的要求进行验算，即回采工作面的风量须：
Qa≥0.25×60×Sa=0.25×60×3.00=45 m3/min (3-2-7)
Qa≤4×60×Sa=4×60×3.00=816 m3/min (3-2-8)
根据以上计算，回采工作面计算最大风量为:
Qa=max(Qa1,Qa2，Qa3，Qa4)=max(342，271.73，225，60)=342m3/min，该矿由1个工作面保产，工作面风量为319.2 m3/min，满足上述风速验算要求。
（2）掘进工作面所需风量的计算
①按瓦斯涌出量计算
Qb1=100qb×Kb (3-2-9)
=100×0.978×2.0=195.6 m3/min
根据上述计算矿井绝对瓦斯涌出量q绝=(15×313)/(24×60)=3.26m3/min。掘进工作面绝对瓦斯涌出量按占矿井总的涌出量的30%计算，则掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量：
qb=3.26×30%=0.978 m3/ min。 (3-2-10)
式中：qb—掘进工作面回风流中的沼气的平均绝对涌出量，m3/min；
Kb—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是掘进面最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于机掘进工作面Kb为1.5～2.0，对于炮掘进工作面Kb为1.8～2.0，贵州省大方县一号煤矿取Kb=2.0（实际取值应测定）。
②按炸药使用量计算
Qb2=(AJ×b)/(t×c) (3-2-11)
式中：AJ—掘进工作面一次使用的最大炸药量，kg；
b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取b=0.1 m3/kg；
t—通风时间，一般不少于20min；
c—爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.02%。
将各参数取值带入上式后，简化为：
Qb2=25AJ=25×3.3=82.5 m3/min (3-2-12)
掘进巷道断面掘进面积按4.3m2计算，炮眼密度为0.6×0.7，炮眼数为4.3/(0.6×0.7)=11个，每眼装药按300g计算，则每个掘进面需炸药11×300=3.3kg。
③按局部通风机的吸风量计算
Qb3= Qf×If×Kf (3-2-13)
=200×1×1.3
=260 m3/min
式中：Qf—掘进工作面局部通风机的吸风量，贵州省大方县一号煤矿正常掘进采用YBT52-2型11kw的局部通风机其风量为1.5-3.8m3/s，取Qf=3.3 m3/s(即200 m3/min)，效率≥80%；
If—掘进工作面同时运转的局部通风机台数；
Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3，进风巷中无瓦斯涌出时，取1.2，有瓦斯涌出时，取1.3。
④按工作人员数量计算
Qb4=1×4Nb (3-2-14)
=1×4×10
=40m3/min
式中：Nb—每个掘进工作面同时工作的最多人数，人；
4—每人每分钟4m3的供风标准。
1—为1个掘进工作面。
⑤按风速进行验算
根据规定，对于煤巷掘进工作面的风量为：
Qb≥0.25×60×Sb m3/min (3-2-15)
Qb≤4×60×Sb m3/min (3-2-16)
式中：Sb—掘进巷道平均断面积(m2)；
工作面顺槽断面积为Sb =4.3 m2。
故：
Qb≥0.25×60×Sb=0.25×60×4.3=64.5m3/min
Qb≤4×60×Sb=4×60×4.3=1032m3/min
根据以上计算，Qb=max(Qb1,Qb2，Qb3，Qb4)=max(195.6，82.5，260，40)=260m3/min (4.50m3/s)，取整为5m3/s。符合掘进工作面的风速验算要求。
（3）硐室所需风量的计算
设计按采区通风需要进行配风。贵州省大方县一号煤矿开采采区期间井下设置有需独立通风硐室2处，采区绞车房与水泵房供
风各按1m3/s(即60 m3/min)考虑。于是：Qc=60×2=120 m3/min
（4）其它巷道所需风量
根据贵州省大方县一号煤矿巷道布置，井下无其它需独立通风巷道。
（5）矿井总风量Q的确定
Q2=(Qa+Qb+Qc+Qd)KW (3-2-17)
=(342+260+120+0)×1.20
=866.4m3/min (14.5m3/s)
式中：Q—矿井总风量，m3/min；
K—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入或中央并列式通风时，可取1.20～1.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.15～1.20；采用对角式或分区式通风时，可取1.10～1.15。上述备用系数在矿井产量T》9万t/a时取小值；T＜9万t/a时取大值。本矿取1.20。
3）按高瓦斯矿井(由外到内的计算方法)
总回风流中瓦斯浓度不超过0.75%的要求计算，且对日产量每吨煤的供风标准不少于1.5
Q3=0.0926TqgK (3-2-18)
=0.0926×313×15×1.52
=660.00 m3/min(11m3/s)
式中：T——矿井最大日产量，t/d；T=1.15 ；A—年产量，n—年工作日数。
qg——矿井瓦斯平均相对涌出量；
K=K2•K3•K4•K5 (3-2-19)
=1.20×1.15×1.1×1.0=1.52
式中：K2—瓦斯涌出不均衡系数1.20～1.25；
K3—采区内部漏风系数1.15～1.25；
K4—备用工作面风量系数1.10～1.25；
K5—掘进及硐室用风系数1.00～1.20
由以上分别按井下同时工作最多人数计算、按各用风地点的实际需风量计算(由内到外的计算方法)、按高瓦斯矿井总回风流中瓦斯浓度不超过0.75%的要求计算(由外到内的计算方法)这三个步骤的风量计算，3种方法计算的矿井总风量的最大值为：
Q=max{Q1,Q2,Q2}
= max{336.00,866.40,660.00}
=866.40 m3/min(14.5m3/s)
设计取整，Q=15.00 m3/s
4）矿井风量分配
在计算出的矿井需风量为Q=15 m3/s，减去独立回风的硐室、巷道风量和掘进风量后，剩余风量按分配给采煤工作面。
（1）独立供风的掘进面1个： Q掘=1×5=5 m3/s
（2）采区绞车房： Q绞=1 m3/s
（3）采区水泵房： Q水=1 m3/s
（4）则回采工作面风量： Q采总=Q总-Q掘-Q绞-Q水=8 m3/s
今后在实际生产中，需根据矿井实际情况在井下设置调节风门以满足工作面的风量分配与产量相一致。
矿井在投产前后必须进行瓦斯涌出量测定，并依据测定结果核算矿井需风量及生产能力；若矿井通风系统发生变化，亦必须重新进行通风系统设计及风量计算。
2、通风网络解算及总阻力
据设计规范，小型矿井只计算通风困难时期的通风阻力，采用下式计算：
R=α•L•u/s3 (3-2-20)
h=R×Q2 (3-2-21)
根据《煤矿矿井采矿设计手册》规定，对于小型矿井只需计算通风困难时期的通风
阻力，不再计算通风容易时期的通风阻力。所以，本设计的风机选型只考虑通风最困难时期矿井的风量和负压。若矿井前期风量和负压较小，现有风机能满足生产要求，亦可以继续使用。
矿井通风最困难时期为M73煤层采区下山部分最下一个区段开采时期。根据该区段
各用风地点风量分配及服务范围，计算得矿井通风困难时期负压为484Pa。详见矿井通风困难时期阻力计算表3-2-3。
3、等积孔计算及通风难易程度评价
1）矿井风量：Q=15m3/s
2）矿井风压：h难=484Pa
3）矿井总风阻:R难= h难/Q2=484/152=2.15NS2/m8
4）矿井总等积孔:A难=1.1896/R难0.5=1.1896/2.150.5=0.81m2
从以上计算可知，根据目前使用的等级孔分级标准，贵州省大方县一号煤矿井在通风困难时期均属于大阻力矿井，因此需要采取相应的降低风阻和防止漏风的措施。
4、降低风阻措施
1）砌碹、锚喷巷道表面应尽量光滑平整，以降低通风阻力。
2）在容易产生局部阻力的地方，应尽量降低局部阻力系数。巷道连接处应做成斜线或圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免直角转弯或小于90°转弯，转弯处内、外侧施工成斜线或圆弧形，必要时设置导风板。
3）在日常通风管理工作中，应避免在主要巷道中停放矿车、堆放杂物，巷道应随时修复，保证其完整性并保持足够的有效通风断面，以利于风流畅通。
5、防止漏风措施
风门等通风构筑物的设置应坚固、稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。
七、通风设备及反风
1、通风设备
1）设计依据
矿井瓦斯等级：高瓦斯矿井
风量：Qk=15.0m3/s
井巷摩擦阻力：h阻力=484Pa
2）主要通风机选型计算
（1）通风机需要的风量
通风机的工作风量，需要适当考虑加入外部漏风量。
Q=1.15×Qk (3-2-22)
=1.15×15.0m3/s=17.25m3/s=1035m3/min
（2）通风机需要的风压
Hfmax=h阻大+h自=484+0=484 (Pa) (3-2-23)
（由于主斜井井口标高为+1677.5m，回风斜井标高为+1682.5m，高差为5 m。因此自然风压可以忽略不计）
（3）配备电机功率
风流功率：
N2 = hfmax×Qf/1000=(484×17.25)/1000=8.35KW (3-2-24)
电动机输出功率：
Ne2=N2•K•Ke/(ηt•ηe) (3-2-25)
=8.35×0.93×1.15/(1×0.90)=9.92kw
式中：N2——困难时期的风流功率，KW。
K——由于矿井处于高原地区，需考虑的空气密度校正系数。K=1.12/1.2=0.93
Ke——电机容量备用系数,Ke=1.15
ηt——传动效率,直接传动ηt=1
ηe——电机效率,ηe=0.9
（4）通风机选择
根据以上计算，选择同能力的BK54-6-№13型防爆轴流式通风机两台，一台运行，一台备用。配套电机型号为YBF200L2-6，功率为22KW，风量范围11-27m³/s，风压范围115-690Pa。通风机性能曲线及困难时期工况点见图3-2-1。
图3-2-1 通风机性能曲线及困难时期工况点
以上风机选型是保证矿井巷道满足设计要求断面的基础上和以相对瓦斯涌出量q瓦=15m3/t为依据计算出的结果，在实际生产过程中必须做好矿井瓦斯的检测工作，当相对瓦斯涌出量超过上述数值、随着通风线路的加长或者产量加大以及今后开采其它采区煤层时，应根据实际情况通过上述的计算过程校核风机能力是否能满足要求，否则需要重新选择合适的主要通风机。
2、通风机设置及要求
1）主要通风机必须装置两套同等能力的风机(包括电动机)，其中一套运转，一套备用，备用的一套要求在10分钟内能够启动。
2）矿井主要通风机要有两路直接由变电所馈出的供电线路，线路上不分接任何负荷。
3）新安装的主要通风机投入使用前，进行一次通风机性能测定和试运转工作，以后每5 年进行一次性能测定。
4）按风机规格处理好安装场地，场地要有足够的空间，能使抽出的风能顺畅地排入大气。用于安装的地面须经硬化平整处理。
5）风机的安装使用必须符合“煤矿安全规程”的有关规定。风机安装在煤矿风井风硐(即引风道)出口，以保证隔流腔换气管通大气，回风井口必须安装防爆门。
6）安装前必须检查风机是否有损坏或变形，并及时进行处理。
7）根据煤矿通风需要，调整一、二级风机的叶片安装角，并检查各部位螺栓的松紧程度和叶顶和保护环的间隙(间隙不得小于2.5mm)。叶片调整时，须打开轮毂盖板，松开叶柄上的双螺母即可进行。叶片必须对号入座，调整后的叶片角度必须一致，然后紧固螺栓，按标记上好盖板，盘车应轻松无卡滞现象。
8）安装和检修中，盖板、叶片不得任意调换。检查叶片时用硬刷清除掉叶片上的煤尘，用手摇动叶片看叶柄有无松动。叶片因腐蚀有小孔时必须更换，更换后的叶轮应进行静平衡。
9）风机集流器法兰与风井出风口联接处必须密封，并保证电机隔流腔换气管位于新鲜空气中，清理风机周围杂物。
10）按规定接地，并检查控制设备及保护装置，使之达到要求。经过长途运输或长期搁置不用的电机，在使用前必须测量定子绝缘电阻(绝缘电阻不得小于0.5 MΩ)，经检查合格后方可接通电源，试运行10分钟，若无异声即可投入正常运行。运行中要经常观察电压、电流，如不正常应立即停机检查。检修电动机时须认真保护防爆面和隔流腔的密封胶垫，一旦损坏应进行更换。
11）风机启动时，风机必须经常运转，因故停机应打开防爆门，再重新使用时，应先开风机，当确认回风井中瓦斯浓度不超过0.75%时才关闭防爆门。
3、反风方式、反风系统及设施
矿井利用轴流式通风机反转的方法反风。在反风时，调换电动机电源的两相，可以改变通风机动轮的旋转方向，使井下风流反向。这种反风方法不需要设置反风道，比较经济。
反风必须能在10min内改变巷道中的风流方向。当风流方向改变后，主要通风机的供风量不应小于正常风量的40%。反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习，矿井通风系统有较大变化时，也要进行一次反风演习。主要通风机在停风期间，必须打开井口防爆门和有关风门，以便充分利用自然通风。
根据矿井反风要求，贵州省大方县一号煤矿在主要进风和主要回风道之间，即在风井安全出口、运输顺槽与回风顺槽间的联络巷间分别设置两道双向风门，目的是保证矿井反风时，使风流方向与正常时期正好相反，这样不会出现风流短路现象。另外，两条分支引风道中的各设置一道风闸，主要通风机运行时，主要通风机引风道风闸全打开并固定好，备用通风机引风道风闸则关闭并固定好。当井下发生火灾时经矿技术负责人的同意后可进行全矿井反向通风，这样可防止反风时由于风压作用将另一条引风道风门压开并短路流出。
4、井筒安全装备及设施
贵州省大方县一号煤矿采用斜井开拓，井筒倾角22°和18°，为行人安全，须在井筒内设置人行道，并在靠行人一侧设行人台阶、扶手或梯道。
根据井筒倾角大小，台阶踏步宽度为320mm，踏步高度为150mm，垂直于巷道底板的台阶高度为136mm；为行走者安全，行人侧巷道壁须设扶手，扶手安设高度(垂直井筒底板的高度)宜为800～1000mm，与梯道的水平间距不大于0.5m，扶手栏杆直径一般不小于50mm，与井壁固定的间距一般不大于3m。扶手材料可因地制宜选用，通常用硬质塑料管、焊接钢管等。另外在主斜井口及各车场均设置“行人不行车、行车不行人”的警未牌。井巷交叉点，必须设置路标，标明所在地点，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。贵州省大方县一号煤矿井口安设避雷器，其安设要求应符合贵州省气象局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件的有关规定。
八、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析
1、矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施
1) 矿井设计中央并列式通风，采用抽出式通风方法，采用主斜井进风，风井回风，通风可靠；
2) 采区有独立的进回风系统，工作面采用U型通风方式，利用矿井主要通风机抽出式通风，工作面具有独立的进回风系统；
3) 掘进工作面采用矿用防爆局部通风机和风筒组成一体进行通风，工作方式为压入式。局部通风机和启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧，即下一工作面运输顺槽掘进头局部通风机均安放在其进风巷道口10m以外的新鲜风流。
4) 抽出式通风是当前主要的通风方式，适应性广泛。具有漏风量小，通风管理简单等优点，同时由于井下风流处于负压状态，当主通风机因故停止运转时，井下风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全。
5) 矿井需在生产中对各用风地点风量作全面测定，作好全矿井风量调节，避免两台风机相互影响造成局部巷道无风或风机性能降低。
2、矿井开拓、采掘布置、风井数目与井筒装备、设施对矿井安全的影响
1）矿井开拓
矿井采用斜井开拓，片盘斜井分层开采，通风系统简单完善，能满足采区及工作面供风要求。
2）采掘布置
工作面走向长壁布置，减少通风环节及缩短通风线路，降低通风阻力，但要特别注意工作面及端头瓦斯检查。
由于一个井筒进风，风井回风。
井下必须保证风门质量，注意减少其主要进回风巷之间的漏风问题。
工作面通风方式为U型，均有独立的进回风系统，掘进工作面采用局部通风机通风，要避免与工作面串联通风。
3）风井数目与井筒装备、设施
(1)风井数目为1个，为全矿井服务，风井设防爆门、引风道、安全出口，保证矿井通风及安全；
(2)井筒倾角在22°和18°，为保证行人安全须在井筒的一侧设置行人梯步及扶手，踏步宽度为250mm，踏步高度为160mm。
(3)在井筒的上部出口设置警示标志以防人员坠入并设置“井口20m范围内严禁烟火”警示牌。
(4)井巷交叉点，必须设置路标，标明所在地点，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。
3、其它安全保证措施
1）矿井风量与通风网络对安全的保证程度
矿井总风量计算符合贵州省大方县一号煤矿实际情况，按井下同时工作的最多人数和按各用风地点的实际需风量以及按高瓦斯矿井的公式分别进行了计算，并取其中计算最大值作为矿井实际总风量，满足《煤矿安全规程》采掘工作面回风巷中瓦斯浓度不得超过1.0%的要求。在阻力计算表中进行了风速验算和校核，所计算的风量是可靠的。
贵州省大方县一号煤矿的风路简单，能够保证矿井通风安全可靠。矿井每年安排采掘作业计划时必须核定矿井生产和通风能力，必须按实际供风量核定矿井产量，严禁超通风能力生产。
2）反风系统及可靠性
矿井利用轴流式通风机反转的方法反风。在反风时，调换电动机电源的两相，可以改变通风机动轮的旋转方向，使井下风流反向。这种反风方法不需要设置反风道，比较经济。其反风量可达正常风量的65～85％，不必另设反风道，满足《煤矿安全规程》关于反风量不小于40％的规定。
根据矿井反风要求，贵州省大方县一号煤矿在相应地点分别设置了正向风门和反向风门，目的是保证矿井反风时，使风流方向与正常时期正好相反，这样不会出现风流短路现象。另外，引风道中的风门采用风闸式风门，主要通风机运行时，主要通风机引风道风门全打开并固定好，备用通风机引风道风门则关闭并固定好。当井下发生火灾时经矿技术负责人的同意后可进行全矿井反向通风，这样可防止反风时由于风压作用将另一条引风道风门压开并短路流出。
3）矿井通风设备及设施的保证措施
矿井风机房内设计配备了2套同等能力的主要通风机，其中一套运行，一套备用，并能在10min内开动。矿井主通风机采用双回路供电，保证了主通风机的连续运转。为了确保井下风量的稳定性，根据《矿井通风安全装备标准》，配备了足够数量的通风检测设备，以满足矿井通风日常管理、瓦斯(含二氧化碳)等级鉴定、反风演习工作的需要。装有主通风机的风井井口安装有防爆门，当风机停止运转时，防爆门打开，可充分利用自然风压的作用。
对于轴流式通风机为了运转经济，通风机的静压效率不应低于0.6，为保证其结构强度，风机动轮转数不能超过它的额定转数，为使风机运转稳定及工作经济，对于二级动轮的通风机其最小θ角为15°。
贵州省大方县一号煤矿由选择的风机性能曲线可知，当主要通风机在通风困难时期风压为484Pa时，风机风量能够满足15m3/s风机工作风量的要求，且通风机的静压效率>80%。
第四章 瓦斯灾害防治
第一节 瓦斯
一、矿井瓦斯赋存状态
瓦斯在煤体及围岩中的赋存状态主要有游离状态及吸附状态，所获资料中未提供瓦斯各种赋存状态所占比例。
二、各煤层瓦斯含量
相关地质资料未提供各煤层瓦斯含量参数。
矿区范围内可采煤层属高瓦斯高变质煤，同一煤层瓦斯含量向深部略有增高的趋势，今后在采掘过程中，随着开采深度增加或通风不畅时，瓦斯将会增加或聚集，从而易产生爆炸。
三、矿井瓦斯等级
矿井为新建矿井，无区内瓦斯资料数据。鉴于参照贵州省煤炭管理局对毕节地区大方县凤山乡大路边煤矿2005年度瓦斯等级鉴定的批复。大方县一号煤矿瓦斯相对涌出量按15m3/t考虑。
参照情况见表1-2-4，今后以实际鉴定为准。
五、瓦斯梯度
未获得瓦斯梯度资料。
六、瓦斯基础资料来源及可靠性评价
瓦斯基础资料来源主要为邻近矿井瓦斯鉴定资料。
所获资料对瓦斯赋存规律、赋存状态比例、瓦斯含量、瓦斯梯度等资料描述不全，且贵州省大方县一号煤矿未进行有效的瓦斯等级鉴定，本设计根据所获邻近矿井资料按高瓦斯矿井设计，瓦斯相对涌出量暂按15 m3/t。
随着煤层埋藏深度增加，瓦斯含量会相应增高，因此必须严格执行《煤矿安全规程》。矿井在试生产期间，尽快请有鉴定资质的鉴定单位对贵州省大方县一号煤矿进行矿井瓦斯等级鉴定，并根据鉴定结果修改相关内容。
另外对煤与瓦斯突出的可能性在揭煤及今后的生产过程中密切注意观察并进行瓦斯基础参数的检测，以便采取相应的排放瓦斯及防突措施。
第二节 防爆措施
一、巷道布置、采掘工艺对矿井瓦斯涌出的影响
1、巷道布置的影响
贵州省大方县一号煤矿采用斜井开拓，中央并列抽出式通风方式：
1）M51和M73煤层采用片盘斜井分层开采，煤层、区段下行式开采,首采M51煤层, 通风系统简单、通风线路短，对矿井瓦斯排放有利。；
2）矿井采用抽出式通风，矿井瓦斯涌出量随风压的升高而增大，随风压的降低而减少；
3）工作面采用走向长壁式采煤，采煤工作面均设有进、回风巷道，能保证工作面通风。
2、采掘工艺的影响
1）开采规模的影响：开采规模越大，瓦斯涌出量将越大；
2）开采顺序的影响：首先开采的煤层瓦斯涌出量大，邻近层的瓦斯将通过采动的裂隙涌入开采层；
3）回采方法的影响：贵州省大方县一号煤矿井采煤工作采用炮采工艺，掘进工作面采用炮掘工艺，爆破落煤时瓦斯涌出量将增大；
4）工艺过程的影响：瓦斯从煤层暴露面和采落的煤炭内涌出瓦斯的特点是，初期瓦斯涌出的强度大，然后随时间按负指数函数关系逐渐衰减。所以工作面内落煤工序的瓦斯涌出量总是大于其它工序，老顶来压冒落时涌出量高于其它时期。
5）采空区的影响：采空区丢煤多，回采率低的回采方法，采空区瓦斯涌出量大；另外采空区是积存瓦斯的场所，如果密闭不严或其回风端的风压差较大，即会造成瓦斯大量涌入巷道，给生产带来麻烦甚至造成事故。
煤层瓦斯含量赋存不均衡，矿井生产期间瓦斯涌出量较大，因此，必须坚持安全第一的方针，遵循“预防为主、综合治理”的原则，做好通风安全工作，以防瓦斯聚集，发生瓦斯爆炸。有针对性的防治措施，并要求矿井基建、生产过程中严格执行《煤矿安全规程》及其它有关法律、法规、规程、规范中关于防治瓦斯的有关规定。
3、瓦斯爆炸条件及预防措施
1）瓦斯爆炸必须同时具备三个条件
（1）瓦斯浓度在爆炸范围内；
（2）高温热源存在时间大于瓦斯的引火感应期；
（3）瓦斯—空气混合气体中的氧浓度大于12%。
第三个条件在生产矿井中是始终具备，故为了防止瓦斯爆炸就是要限制第一和第二个条件的出现。
2）预防瓦斯爆炸的措施
（1）防止瓦斯的积聚；
（2）限制高温热源的出现；
（3）防止瓦斯爆炸事故的扩大。
二、防止瓦斯积存与超限
矿井必须从采掘工作、生产管理上采取措施，防止瓦斯积存。瓦斯积存时必须及时处理，通风异常与瓦斯涌出异常是造成瓦斯积存的根本原因。因此，防止瓦斯积存的根本措施是避免这些异常的发生，或者一旦出现异常，必须及时采取措施，在未造成事故或灾害之前，使其恢复正常；如果经处理仍不能恢复正常，应将其控制在局部地点，使异常局部化，并在异常区采取措施杜绝一切可能产生的火源或撤人，以策安全。
1、加强通风
加强通风是防止瓦斯积聚最基本、最有效的措施。
1）通风异常的原因主要是停电、通风系统或设施的破坏或异常、反风等。贵州省大方县一号煤矿井采区建立一个安全可靠、完整的、独立的通风系统，主要通风机工作方法为抽出式。矿井主要通风机是矿井的“肺脏”，除了选型合理外，一定要安装好，维护好。
2）矿井主要通风机采用双回路供电，一回路电源停止供电后，另一回路必须马上投入运行。矿井必须有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电安全措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，证实无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度不超过0.5%时，方可开启。
3）掘进工作面局部通风机必须保证设置在进风侧新鲜风流处，防止产生循环风。风筒出风口应随工作面掘进及时移动，确保掘进工作面有足够风量。
4）局部通风机因故停止运转，引起其供风的掘进头无风，可能会造成瓦斯积存。故在恢复通风前，必须检查瓦斯浓度，证实停风区中瓦斯浓度不超过1%或CO2不超过1.5%，且局部通风机及开关附近10m内瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开动局部通风机，恢复正常通风。
5）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，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间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》之第一百零一条的有关规定。
6）必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定。
为了能有效的排出炮烟，风筒出口到掘进工作面的距离LP不能超过风流从风筒出口到转向点的距离即有效射程LR，有效射程可由LR =(4～5)S0.5确定(S为掘进巷净断面积)。
7）严禁3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。(贵州省大方县一号煤矿只有1个掘进工作面)
8）临时停工地点，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向调度室报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%不能立即处理时，必须在24h内封闭完毕。
9）通风系统或通风设施的破坏或异常(如风门该关的未关，风道堵塞、临时改变通风系统，掘进通风风筒脱节或破坏等)，都会造成局部或区域风量不足甚至无风，产生瓦斯积存。因此出现这些异常，必须及时修复，采取措施恢复正常通风。
10）采煤工作面和掘进工作面均为独立的通风系统，回采工作面采用U型通风方式，掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风，风筒出口距离掘进迎头不大于5m。矿井各用风地点必须供给足量新鲜风流，以保证矿井正常生产及人身的安全。
根据计算贵州省大方县一号煤矿采、掘工作面具有足够的风量和合适的风速。
11）建立测风制度，每10天进行一次全面测风。对采掘工作面和其它用风地点，根据实际需要随时测风，将每次测风结果记录并写在测风地点的记录牌上，并根据测风结果调节风量。
12）掘进工作面必须实行“三专两闭锁”。
2、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。瓦检员必须经过省里批准由地级以上煤炭管理部门的进行培训，合格后持证上岗。
2）矿井必须建立安全仪表计量检验制度。建立矿井安全监测监控系统，具体设计实施见第六章，按照要求在采掘工作面配备瓦斯探头、瓦斯断电仪和悬挂便携式瓦斯仪。
3）建立完备的瓦斯和其它有害气体检查制度。矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘队长、通风队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪。安全监测工必须携带便携式甲烷检测报警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。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。
6）瓦斯检查人员执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。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。瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》有关条文的规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。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。
7）采、掘工作面当班班长必须携带便携式瓦斯监测报警仪，将其悬挂在采煤工作面回风上隅角或掘进迎头不大于5m处，一旦出现瓦斯涌出现象，立即停止作业、撤出人员、切断电源，汇报矿领导，制定专门措施处理。
8）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l次。采掘工作面的瓦斯浓度检查次数每班至少3次，并定期检查一氧化碳浓度，气体温度的变化等。
3、分源治理瓦斯
分源治理瓦斯就是针对瓦斯来源的涌出量与涌出规律的特征采取相应的措施。
矿井瓦斯涌出的区域可分为回采区、掘进区和已采区。瓦斯来源是分源治理的基本依据。要同时测定矿井各回采区、各掘进区回风流中的瓦斯量，得到矿井瓦斯涌出量平衡表及周期性动态。
1）已采区：
必须及时封闭，并保证密闭质量，以控制其瓦斯涌出。
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相应变化，对瓦斯涌出有着密切关系，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，应加强对采空区瓦斯的观测与管理。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。
2）掘进区：
涌出的瓦斯主要是煤巷所在煤层本身的瓦斯。
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。
掘进瓦斯的涌出治理：可采用湿润煤体与洒水；减少一次爆破量与爆破深度；间歇掘进但不停风；双巷掘进；缩短独头掘进巷道的长度；加强通风严格通风管理；限制掘进速度等措施。
3) 回采区：
回采工作面的瓦斯涌出特性与涌出量是回采区治理瓦斯的基础。
（1）回采工艺用爆破落煤，落煤时瓦斯涌出量增大，又与落煤量的多少、新暴露面的大小及煤块的破碎程度有关。据统计资料，打眼放炮时，瓦斯涌出量可增大1.4～2.0倍。
放炮时出现瓦斯涌出高峰，峰值可分为两部分：Q1和Q2。
（2）Q1包括入风携带的瓦斯，煤壁涌出的瓦斯和采空区涌出回采工作面的瓦斯等，这些是与采煤产量无直接关系的涌出。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、瓦斯压力有关。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。当瓦斯涌出量大时可采用减少一次爆破煤量；限制工作面推进速度；采落碎煤洒水快运；选用合理的通风系统等措施。
（3）回采工作面瓦斯涌出的治理：回采工作面采用U形后退式通风系统，这种系统具有漏风小的优点，，但在工作面风巷的上部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。
处理措施：在工作面风巷上部附近设置木板隔墙或帆布风障，迫使一部分风流流经此处，将积存瓦斯冲淡，排出。
（4）顶板附近瓦斯层状集聚处理：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，冲淡及排除。
4、及时安全地处理积存瓦斯
矿井必须从采掘生产管理上采取措施，防止瓦斯积存；当发生瓦斯积存时，必须及时处理。处理积存的瓦斯采取的措施有：
1）在生产过程中，巷道连同采空区的风眼应做到随采随闭，杜绝漏风。采区结束后，至多不超过一个月必须把所有通向采空区的巷道封闭起来。所有通风构筑物严格按质量标准筑好，维护好。
2）局部通风机因故停止运转，引起其供风的掘进头无风，可能会造成瓦斯积存。当瓦斯积存量大时，可采用风筒增阻排放法：可用绳子把柔性风筒捆结，缩小其断面或在风机的吸风口用木板阻挡部分通风断面进行增阻，随着混入矿井主通风风流的瓦斯浓度的下降逐渐增大风筒断面，直到全断面通风。
3）恢复已封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时，必须事先排除其中积聚的瓦斯，排除瓦斯工作必须制定安全技术措施，严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。加大瓦斯积存地点的风速和风量，按矿技术负责人批准的安全措施排放积存瓦斯。强制冲淡瓦斯到允许浓度后排到回风流中；临时停工地点不得停风；停工区瓦斯浓度达到3%，不能立即处理时，必须予以封闭；停风区域必须切断电源，设置栅栏，揭示警标。恢复通风排放瓦斯和送电时，要有安全措施，必要时应采取封闭抽放瓦斯等措施。
4）独头巷道长或封闭的独头巷道启封后排放瓦斯应制定专门的排放瓦斯的措施。一般可采用逐段通风排放法：排放由外向内逐段分段进行，先准备一节5m长的短风筒，接在密闭外的风筒上，用其冲淡启封密闭墙的开口孔洞瓦斯，控制风筒的排风量，使冲淡后的瓦斯浓度低于1.5%，正常后再分段接长风筒逐段排放巷道积存瓦斯，直到全独头积存瓦斯排放完转入正常通风时止。
5）矿井回风井中瓦斯或CO2浓度超过0.75%时，必须立即查明原因，进行处理。采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%时或CO2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。
6）切实加强瓦斯排放、巷道贯通和盲巷管理工作，排放瓦斯和巷道贯通要认真编制安全措施并执行有关规定，井下盲巷和临时停风地点必须设置密封和栅栏，定期检测瓦斯和氧气浓度，并严禁任何人违章进入。
7）在生产中，要组织专职人员及时封闭废弃的盲巷及采空区，对暂不利用巷道应封闭或挂危险牌，加强对这些地方的瓦斯监测，防止瓦斯聚集。对回风巷道中聚集的煤尘应组织专人按期清扫，消除瓦斯煤尘爆炸隐患。
5、抽放瓦斯
对于采用一般通风方法不能解决瓦斯超限时，采用抽放瓦斯的方法，将瓦斯抽至地面排除或加以利用。见第五节矿井瓦斯抽放。
三、井下电气设备及保护的选择
1、井下电气设备的选择
1）该矿为高瓦斯矿井，井下电机和电气设备选用矿用防爆型的电气设备。
2）控制、通讯、信号设备选用矿用本质安全型。
井下电话选用本质安全型电话，并使用矿用电话电缆；照明、灯具选用矿用防爆型。
3）对于井下配电开关选用了带有自动脱扣和检漏保护装置的DW80型隔爆自动开关，对于井下控制照明装置、局部通风机等选用了具有灭弧装置的QS81型隔爆手动开关，并采用了不燃性断路器。同时正确选择熔断器的熔体。
4）井下电气设备采用隔爆磁力起动器、隔爆检漏继电器、主接地极、辅助接地极、隔爆接线盒。
5）电力电缆选用了经过检验合格并取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃铜芯电缆。
6）普通型携带式电气测量仪表，只准在瓦斯浓度小于1.0%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。
2、井下电气保护的选择
1）井下所用电气设备必须符合《煤矿安全规程》规定的要求。井下不得带电检修、搬迁电气设备(包括电线、电缆)；井下防爆电气设备的运行、维护和修理工作，要符合防爆性能的各项技术要求。井下供电做到: 无鸡爪子、无羊尾巴，无明接头；有过电流和漏电保护，有接地装置；电缆悬挂整齐，设备硐室清洁整齐。
2）采用ZZ8L型电钻综合保护装置，具有127V煤电钻的远方控制和短路与漏电保护。
3）井下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。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。
4）井下配电网均设短路、过流装置，采用该配电网的最大三相短路电流校验开关的分断能力和动、热稳定性及电缆的热稳定性。
5）保护装置必须保证配电网路中最大容量的电气设备或同时工作成组的电气设备能够起动，采用两相短路电流校验保护装置的可靠动作系数。
6）定期对井下使用中的防爆电气设备的防爆性检查、配电系统继电保护装置检查与调整、对井下电缆的发热情况检查与调整、固定敷设电缆的绝缘和外部检查、接地电网接地电阻测定、新安装的电气设备绝缘电阻和接地电阻的测定。若发现有不符合要求的应及时进行更换或调整。
7）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护罩或遮栏等防护设施。
四、防止瓦斯引燃的措施
防止瓦斯引燃的原则是：对一切非生产必须的火源，要坚决禁绝。生产中可能产生的火、热源，必须严格管理和控制，防止它的发生或限制其引燃瓦斯的能力。
1、严禁携带烟草和点火物品下井；严禁穿着化纤衣服；井下(非煤层中)需要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，每次必须制定安全措施，严禁在煤层中进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。
建立严格的下井搜身和人员清点制度，并作好记录。
2、井口房及通风机房周围20m内禁止使用明火，井下严格禁止使用灯泡取暖和使用电炉。矿灯应完好，如果有电池漏液、亮度不够、电线破损、灯锁不良、灯头密封不严、灯头圈松动、玻璃破裂等情况，不得发出矿灯，应爱护矿灯，严禁拆开、敲打、撞击矿灯。矿井中使用的矿灯必须符合国家相关要求，严禁使用假冒伪劣产品。
3、井下使用防爆机电，加强机电设备的检查和维修，严防电器失爆，所有安装电机及开关地点附近20m巷道内，必须经过瓦斯检查确认无危险后，才能允许启动设备。
4、掘进工作面必须实行“三专”(专用变压器、专用电缆、专用开关)；“两闭锁”(风、电及瓦斯、电闭锁)和完善系列化设备。局部通风机由专人负责管理，保证正常运转；局部通风机和启动装置安装在进风巷道中，并距掘进巷道回风口不得小于10米。
风筒采用抗静电、阻燃风筒；严禁使用1台局部通风机同时向2个以上(含2个)作业的掘进工作面供风；局部通风机不得随意停风，因检修、停电等原因停风时，要撤出人员和切断电源。使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。使用2台局部通风机供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。
5、高分子聚合材料制品，如风筒等，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，其内、外两层表面电阻都必须不大于3×108Ω，并应在使用过程中保持此值。
6、防止机械摩擦火花和冲击火花的产生，采取安设过热保护装置、使用难引火性合金工具(如使用铵铜合金工具等)等措施。
7、采掘工作面或其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0％时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内的风流中瓦斯浓度达到1.0％时，严禁爆破。
8、采掘工作面或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超过1.5％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
9、放炮: 放炮必须遵守井下爆破的有关内容的规定。
1）采、掘工作面都必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。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。
2）采、掘工作面应采用毫秒爆破。在掘进工作面必须全断面起爆，在采煤工作面严禁使用2台放炮器同时进行放炮。
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、溜槽等导电体相接触。严禁使用固定放炮母线。
7）在放炮地点20m内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体阻塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。
8）井下放炮工作必须由专职放炮员担任。处理拒爆、残爆时，应严格按《煤矿安全规程》第341条、342条的有关规定执行，并在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕。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。
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”(放炮员、班组长、瓦检员)制度，严禁采用糊炮、明火放炮和一次装药多次放炮。
10、防止雷电入井的措施如下
1）井口安设AZ－1A型导体消雷器，消雷器的接地体距井口管、轨、线接地网相互间距在20米以上。
2）所有伸出井口的钢管及钢轨均采用铸型尼龙材料进行两处相互间距为100米的绝缘隔离，每段铸型尼龙材料长度为1米，对地绝缘电阻在150MΩ左右。
3）所有伸出井口的钢管、钢轨在入井处井口附近将金属体进行不少于2处良好的集中接地，接地引入线均采用截面积为50mm2的橡套电缆，引出井口的接地体相互间距在20米以上，接地电阻不得大于2Ω。
4）经由地面架空线路引入井下的供电线路必须在入井处装设防雷电装置。
5）通讯线路在入井口处装设一组熔断器和防雷电装置，其接地电阻不得大于1Ω。
11、矿灯的管理和使用要遵守下列规定
1）矿井完好的矿灯总数，至少应比经常用灯的总人数多10％。
2）矿灯集中统一管理。每盏矿灯必须编号，经常使用矿灯的人员必须专人专灯。
3） 矿灯应保持完好，出现电池漏液、亮度不够、电线破损、灯锁失效、灯头密封不严、灯头圈松动、玻璃破裂等情况时，严禁发放。发出的矿灯，最低应能连续正常使用llh。
4）当井下矿灯熄灭时，不能随便处理，严禁用灯人员敲打、撞击和自行拆卸矿灯，必须送回井上矿灯房进行修理更换完好的矿灯。
5）人员出井后(地面领用矿灯人员，在下班后)，必须立即将矿灯交还灯房。
6）在每次换班2h内，灯房人员必须把没有还灯人员的名单报告矿调度室。
7）矿灯必须装有可靠的短路保护装置，并装有短路保护器。
8）矿灯必须按规定选用正规厂家生产的并经过检验合格的产品。
12、胶带输送机选择矿用防爆、抗静电阻燃型，加强运行过程中的检查与维护。
第三节 隔爆措施
一、隔爆措施
隔爆措施是防止爆炸由局部扩大为全矿性的灾难所采取的措施，使灾害损失减至最小。
水的比热较高，比岩粉高5倍，因而吸热量大，隔爆效果更好；水在接触高温火焰时形成的水蒸气，更利于扑灭火焰；在冲击波的作用下，水飞洒的时间比岩粉更短；水的供给较岩粉更为方便，可长期使用不必更换，而岩粉必须经过加工和定期更换。因此近年来水棚已经逐渐取代岩粉棚成为隔爆的主要形式。
因为贵州省大方县一号煤矿及邻区未发生过煤尘爆炸，煤尘爆炸性指标不详，因此贵州省大方县一号煤矿设计采用设置隔爆水棚的隔爆措施来隔绝瓦斯爆炸的传播。
矿井应每周至少检查1次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量或岩粉量及安装质量是否符合要求。
二、隔爆水棚
1、水棚的结构与选型
水棚是由架设于巷道顶部充满水的水槽及水袋组成，当发生爆炸时，冲击波将水槽或水袋震翻及破碎，水被爆洒出来，形成水雾带并充满整个巷道，以此抑制、熄灭接踵而来的火焰，阻止爆炸的传播。
1）水槽棚
水槽有木制(辅以塑料布)、铁制和塑料制品、塑料水槽，其中以塑料制品为主要形式。其规格有40L、80L两种。
煤科总院重庆分院研制的两种水槽分别为：GS40-4A和GS80-4A型，形状为倒梯形，水槽材料为改性聚氯乙稀，外型为半透明的槽体，半透明槽体能直接观察槽内水位，便于维护管理。质硬、易碎，具有抗静电，阻燃等性质，水槽系热热压成型。水槽布置形式有悬挂式，放置式和混合式。
2）水袋棚
水袋棚是一种经济可行的隔爆设施，水袋主要为塑料制品，对水袋作为盛水容器的材料，必须能经受水的长期浸泡，材质不腐烂和机械强度不下降，且具有阻燃和抗静电性能，其原理和水槽棚相同。水袋外形呈园弧形，水袋的安置方式主要为悬挂式。
3）选型与结构
比较水槽棚与水袋棚，水袋棚结构简单，安装方便，贵州省大方县一号煤矿井型不大，从经济角度出发，设计采用水袋棚作为贵州省大方县一号煤矿的隔爆水棚。水袋结构规格见表4-3-1：
按保护的范围隔爆水棚分为：主要隔爆棚和辅助隔爆棚两类。但由40L及小于40L的水袋所组成的水袋棚不得作为主要隔爆棚。水槽和水袋都必须符MT157-87《煤矿用隔爆水槽、隔爆水袋通用技术条件》的规定，经国家质检部门检验合格。
根据隔爆水棚布置地点选择的原则，贵州省大方县一号煤矿不设置主要隔爆水棚，选GBSD-40袋棚作为辅助隔爆水棚。
2、水棚的计算与布置
1）水棚计算
（1）主要水棚
根据煤矿主要水棚布置地点选择原则，贵州省大方县一号煤矿不设置主要隔水棚。
（2）辅助水棚
根据煤矿辅助水棚布置地点选择原则，贵州省大方县一号煤矿在工作面工作面运输
顺槽和工作面回风顺槽及运输顺槽掘进头设置辅助水棚。
①总水量(G)
G=gs (4-3-1)
=200×4.3=860L
式中：G—总水量，L；
g—每平方m巷道所需水量，L/m2(主要水棚按400L/m2，辅助水棚按200L m2计)；
s—巷道断面积，m2。
②单架水棚水量(Gn)
设计选用的水袋每个容积40L，每架2个水袋，则Gn=80L。
③水棚架数
n=G/ Gn=860/80=10.8(架) (4-3-2)
取整为11架。
④水棚区长度
L =(n-1)×c+W (4-3-3)
=(11-1)×2.2+0.4=22.4m
式中：L——辅助水棚区长度；
n——水棚架数；
C——水棚间距，m，一般为1.2～3.0m，贵州省大方县一号煤矿取2.2m。
W——水棚宽度，m。
满足辅助水棚区长度不小于20m的要求。
2）水棚的布置
（1）布置地点选择原则
①主要隔爆棚应在下列地点布置
a、矿井两翼与井筒相连通的主要运输大巷和回风大巷；
b、相邻采区之间的集中运输巷和回风巷；
c、相邻煤层之间的运输石门和回风石门。
根据煤矿主要隔爆棚布置地点选择原则，贵州省大方县一号煤矿不设主要隔爆棚。
②辅助隔爆棚应在下列地点布置
a、采煤工作面进风巷和回风巷；
b、采区内的煤层掘进巷道或半煤岩掘进巷道；
c、采用独立通风并有爆炸危险的其它巷道，和隔绝与煤仓、装载点相通的巷道。
贵州省大方县一号煤矿在投产时，在回采工作面运输顺槽与工作面回风顺槽及运输顺槽掘进头设置辅助隔爆水棚。
③水棚布置方式
水棚的布置方式可分为集中式和分散式，但分散式水槽棚和水袋棚不得作主要隔爆棚。本设计辅助隔爆水棚均采用集中式布置，位置要求如下：
a、水棚设前后20m的断面一致的巷道直线段；
b、距掘进头、回采面上下口、装载点距离为60～160m，但≯200m；
c、与巷道交叉口转弯处距离50～70m；
d、与风门、调节风门距离＞25m。
④贵州省大方县一号煤矿水棚布置地点及数量见表4-3-2：
（2）水棚的布置原则
1）贵州省大方县一号煤矿井考虑采用集中式布置方式，集中式水袋棚位于一短段巷道里，两排水袋架之间的净间距1.2～3m，采用2.2m的间距。
2）在回采工作面巷道和煤层掘进巷道，两相邻集中式水棚之间的距离不得大于200m，特殊情况下不得大于250m。
3）辅助棚的棚区长度不小于20m。
4）棚列的水棚之间的间隙与水棚同支架或巷道壁之间的间隙之和≯1.5m，特殊情况下≯1.8m，两个水槽/袋之间的间隙≯1.2m。
5）水棚边缘与巷壁、支架、顶板之间的垂直距离不得≮100mm，水袋底部至顶板(或顶梁)的垂直距离≯1.6m，水槽/袋底部至巷道轨面的垂直距离≮1.8m。
6）水袋在井下巷道的安装方式采用吊挂式，并呈横向布置。
7）水袋边缘与巷壁、支架、顶板(梁)之间的垂直距离≮100mm，水袋距顶板(梁)的垂直距离≯1.0m。
8）同一排(列)中水袋之间的最小间隙≮100mm，也≯1.2m。
9）在倾斜巷道中，安装水袋棚时，棚子与棚子之间应用铅丝拉紧，以免水袋棚晃动，并应调整水袋架与金属支架连接构件使袋面保护水平。水袋棚布置见图4-3-1。
3、水棚的管理
1）生产期间，贵州省大方县一号煤矿的通风系统图上须根据生产情况的变动，表明水棚准确位置，注明棚区长度，水棚装置形式、总水量。
2）水棚区布置有上水管接头，备有上水软管。损坏的水棚必须及时更换，随时补充水棚内的水。
3）水棚与工作面距离超过规定时，要及时移动，移动水棚时必须按规定进行，先将一半水棚移到指定位置安装好，盛满水后，再移动另一半水棚到新指定的地点安装好并盛满水。
4）水棚盖或水面有沉积的煤尘及时清除。
5）水棚应每周至少进行一次检查。
6）矿井应每周至少检查一次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量是否符合要求。
7) 井下使用的水棚必须是通过专门鉴定机构进行鉴定允许使用的，未经检验的水槽、水袋严禁使用。
4、水棚给水系统
贵州省大方县一号煤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。
5、其它要求
1）水袋内水中混入5%的粉尘后，应立即换水。
2）辅助水棚应保证40L，不足时及时补充。
3）水袋棚每周检查一次。
三、隔爆岩粉棚
贵州省大方县一号煤矿不采用隔爆岩粉棚。
第四节 开采煤（岩）与瓦斯(二氧化碳)突出煤层防突措施
根据国家安全生产监督管理局(国家煤矿安全监察局)第5号令《煤矿安全生产基本条件规定》第十条：开采煤与瓦斯突出危险煤层的，应有预测预报、防治措施、效果检验和安全防护的综合防突措施。在进行石门揭煤、遇地质构造变化带、煤层变化带时必须制定相应安全措施。
贵州省大方县一号煤矿井按高瓦斯矿井设计。根据提供的资料，没有对煤与瓦斯突出的危险性进行鉴定，亦未对其发生可能性进行分析。为保证矿井生产安全，建议矿井建设和生产过程中在没有进行煤与瓦斯突出危险性鉴定前暂按有煤与瓦斯突出危险性进行管理。
在建设和生产中需根据实际情况，对煤层赋存的稳定性、煤的结构破坏类型、煤层围岩的性质及厚度、地质构造、煤的瓦斯放散初速度指标△P、煤的坚固性系数f值以及煤层瓦斯压力等做进一步工作，以便作出煤层有无突出危险性的预测。同时在生产过程中，仍应注意观察有无瓦斯动力现象、钻孔顶钻和瓦斯喷出现象，注意观测瓦斯涌出变化情况；石门揭煤、遇断层等构造时，要采取相应的预防突出的措施。石门揭煤时都要采用远距离一次性全断面震动放炮。
所有掘进工作面揭穿煤层前都必须编制设计采取综合防治突出措施，报企业技术负责人审批。石门揭开煤层前，可采用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法或其它经过试验证实有效的方法来预测工作面的突出危险性。
矿井须请有资质部门对煤与瓦斯突出危险性进行鉴定，鉴定结果上报主管部门，若鉴定为突出矿井或通过预测采掘工作面有突出危险则必须采取相应的防治突出的措施并编制专门的防突设计。因无鉴定结果，本设计建议按有煤与瓦斯突出危险性进行管理，建设和生产中应采用“四位一体”的防突措施。
一、突出危险性预测方法
1、采用钻屑指标法预测采掘工作面的突出危险性，即通过测定最大钻屑量Smax和最大钻屑解吸指标K1值，来进行采掘工作面的突出危险性预测预报。
2、由于该矿无煤与瓦斯突出危险性临界的实测资料，参照《煤与瓦斯突出防治细则》, 将最大钻屑量Smax=6kg∕m和最大钻屑解吸指标K1=0.5mL∕g•min1∕2作为预测采掘工作面的突出危险的临界值；当采掘工作面最大钻屑量Smax≤6kg∕m和最大钻屑解吸指标K1≤0.5mL∕g•min1∕2时, 工作面预测为无突出危险, 当采掘工作面任一指标最大钻屑量Smax≥6kg∕m或最大钻屑解吸指标K1≥0.5mL∕g•min1∕2时, 工作面预测有无突出危险。
3、预测孔布置:在煤巷掘进工作面布置3个直42mm深度为8—10m的钻孔,回采工作面每隔10—15m布置一个钻孔, 深度5m。
4、采用钻屑指标法，测试仪器为WTC—1煤与瓦斯突出预测预报仪,根据测定结果来预测煤与瓦斯突出危险性。
二、防突措施
区域性防治突出措施主要采取开采保护层和预抽煤层瓦斯。
1、开采保护层
1）保护层的确定
矿井采用斜井开拓，M51、M73煤层分煤层开采。由于缺少M51、M73煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定资料，设计按由上至下开采顺序开采，首采M51煤层。采煤方法为走向长壁后退式回采，通风方式为中央并列抽出式，基本符合防突有关规定。
2）保护范围
（1）保护层与被保护层之间的有效垂距
在一定的地质条件和开采条件下，保护层的作用效果随层间距的加大而减少，达到某一临界距离以后，保护作用基本消失。
根据《采矿工程设计手册》，开采上保护层时，有效垂距＜50m，开采下保护层时，有效垂距＜100m。
（2）沿走向的保护范围
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距的两倍，并不得小于30m。
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、停采线及所留煤柱对被保护层沿走向的保护范围可暂按卸压角56°～60°划定。经检验，沿走向的保护范围符合矿井实际情况时，此方法正确，否则，应按实际情况修改。
（3）沿倾斜的保护范围
保护层沿倾斜方向的保护范围，按卸压角划定。卸压角的大小应采用矿井的实测数据。
在开采下保护层时受岩石移动角所限，同水平保护范围将缩小，通常要超水平或阶段开采，或再开采上保护层来保护。
3）其它
（1）开采保护层的矿井，主要巷道应布置在岩层或非突出煤层中，并应充分利用保护层的保护范围，将煤层巷道尽可能布置地卸压范围内。
（2）井巷揭穿突出煤层的地点应避开地质构造破坏带，且揭穿煤层的次数和突出煤层中的掘进工作量应尽可能减少。
（3）在有抽放瓦斯系统的矿井开采保护层时，应同时抽放被保护层的瓦斯。开采近距离保护层时，必须采取措施严防被保护层初期卸压的瓦斯突然涌入保护层采掘工作面或误穿突出煤层。
（4）保护层的有效保护范围及有关参数，应根据根据矿井实测资料确定。若无矿井实测资料，可按国家现行标准《防治煤与瓦斯突出细则》设计，或参照邻近矿井的经验确定。
（5）保护层的采煤工作面，必须超前于被保护层的掘进工作面，其起前距离不得小于保护层与被保护层层间距的两倍，并不得小于30m。
（6）突出煤层中，在一个或相邻的两个采区中，同一煤层的同一区段，在应力集中的影响范围内，不得布置两个工作面相向回采和掘进。
（7）在煤与瓦斯突出煤层或瓦斯喷出区域，掘进通风方式不得采用混合式。严禁任何两个采掘工作面之间串通通风。掘进工作面的局部通风机应实行“三专”，“两闭锁”。
（8）井巷揭穿突出煤层前，必须具有独立的、可靠的通风系统，在石门掘进工作面的进风侧，必须设置两道牢固可靠的反向风门，以控制突出时的瓦斯能沿回风道进入回风系统。
2、预抽煤层瓦斯
预抽煤层瓦斯详见本章第五节矿井瓦斯抽放在施工预测孔, 超前钻孔, 效果检验等过程中，必须编制安全技术措施,严格按措施施工。
3、其它防突措施
1）根据矿井煤质较硬，煤层透气性较好等特点，采用超前钻孔排放瓦斯和卸压的防突措施，钻孔直径为75mm(地质构造带改为42mm的密集钻孔)，钻孔深度10～15m, 钻孔数量3～5个。
2）采掘工作面采用超前钻孔排放瓦斯和卸压的防突措施后，经过一定的排放时间后，必须进行防突措施效果检验，在确认无突出危险时，方可正常作业，否则，必须采取防突补充措施。
3）在施工预测孔, 超前钻孔, 效果检验等过程中，必须编制安全技术措施，严格按措施施工。
4、石门和其它岩石巷道揭穿突出煤层时防止煤与瓦斯突出的措施
1）石门揭穿突出煤层时防止煤与瓦斯突出的措施
（1）探明石门或煤层巷道工作面和煤层的相对位置。
（2）在揭煤地点测定煤层的瓦斯压力或预测石门工作面突出危险性。
（3）预测有突出危险时,采取防止突出措施。
（4）实施防突措施效果检验。
（5）用远距离或震动放炮揭开或突出煤层。
（6）在巷道与煤层连接处加强支护。
（7）穿透煤层进入顶(底)板岩石。
2）在地质构造破坏带应尽量不布置石门，如果条件许可，石门应布置在被保护地区或先掘出石门揭煤地点的煤层巷道，然后在与石门贯通。石门与突出煤层中已掘出的巷道贯通时，该巷道应超过石门贯通位置5m以上，并保持正常供风。
3）石门揭穿突出煤层，必须按下列要求编制设计，并报上级主管部门批准。
（1）突出预测方法及预测钻孔布置，控制突出煤层层位和测定煤层瓦斯压力的布置。
（2）建立安全可靠的独立通风系统，并加强控制通风风流设施的措施。
（3）揭穿突出煤层的防止煤与瓦斯突出的措施。
4）石门揭穿突出煤层前,必须遵守下列规定：
（1）石门揭穿突出煤层前，必须打钻控制煤层层位，测量煤层瓦斯压力或预测石门工作面的突出危险性。后再次工作与控制煤层层位的前探钻孔共用。
（2）在石门工作面掘至距煤层10m(垂距)之前，至少打两个穿透煤层全厚且进入顶(底)不小于0.5m的前探钻孔，并详细记录岩芯资料。地质构造复杂、岩石破碎的区域,石门工作面掘至距煤层20m(垂距)之前，必须在石门断面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切地掌握煤层厚度、倾角的变化、地质构造或瓦斯情况等。
（3）在石门工作面距煤层5m(垂距)以外，至少打2个穿透煤层全厚的测压(预测)钻孔,测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度指标与坚固性系数或钻屑瓦斯解吸指标等。为准确得到煤层原始、瓦斯压力值，测压钻孔应布置在比较完整的地方，测压孔与前探孔不能共用时，两者见煤点之间的间距不得小于5m。
（4）为了防止误穿煤层,在石门工作面距煤层垂距5m时，应在石门工作面顶(底)部两侧补打3个小直径(42mm)超前钻孔，其超前距不得小于2m。当石门距突出煤层垂距不足5m且大于2m时，为了防止误穿突出煤层，必须及时采取探测措施,确定突出煤层层位，保证岩柱厚度不小于2m(垂距)。
（5）采用震动放炮措施时，石门掘进工作面距煤层的最小垂距为2m，如果岩石松软、破碎,还应适当增加垂距。
5）石门揭穿突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防治突出措施,经效果检验有效后可用远距离放炮或震动放炮揭穿煤层，若检验无效，应采取补充措施，经措施效果检验后，用远距离放炮或震动放炮揭穿煤层。当预测为无突出危险时，可不采取防治突出措施,但必须采用震动放炮揭穿煤层。
6）石门防突措施可根据贵州省大方县一号煤矿井实际情况采用抽放瓦斯,水力冲孔、排钻孔、金属骨架或其它经试验有效的措施，在实施防治突出措施时，都必须进行实际考察，得出符合贵州省大方县一号煤矿实际的有关参数。
5、防治突出措施效果检验
1）远距离和极薄保护层的保护效果检验
保护层的开采厚度等于或小于0.5m、上保护层与突出煤层间距大于50m或下保护层与突出煤层间距大于80m时。都必须对保护效果进行检验。检验应在被保护层中掘进巷道进行，检验方法按照《防治煤与瓦斯突出细则》（以下简称《防突细则》）第35条规定的方法进行。如果各项指标都降到该煤层突出危险临界值以下，则认为保护层开采有效；反之，认为无效。防突专门机构必须按规定认真填写《防治突出技术措施效果检验报告单》，并报上级主管部门总工程师审批。
2）预抽煤层瓦斯防治突出措施检验
预抽煤层瓦斯后，对预抽瓦斯防治突出效果的检验应在煤巷掘进时进行，检验方法按《防突细则》第35条规定的方法进行。防突专门机构必须按规定认真填写《防治突出技术措施效果检验报告单》，并报县上级主管部门总工程师审批。
3）石门揭煤工作面防治突出措施的效果检验
石门防治突出措施执行后，应采取钻屑指标等方法（防突细则第34条）检验措施效果。检验孔孔为4个，其中石门中间1个，并应位于措施孔之间，其它3个孔位于石门上部和两侧，终孔位置应位于措施控制范围的边缘线上。如果检验效果的各项指标都在该煤层突出临界值以下，则认为有效；反之，则认为无效。防突专门机构必须按规定认真填写《防治突出技术措施效果检验报告单》，并报上级主管部门总工程师审批。
4）煤巷掘进工作面防治突出措施的效果检验
煤巷掘进工作面执行防治突出措施后，按《防突细则》第35条规定的预测方法进行效果检验。检验孔孔深应小于或等于措施孔，并应布置在两个措施孔之间。如果测得的指标都在该煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效；反之，则认为措施无效。当措施无效时，无论措施孔还留有多少超前孔，都必须采取防治突出的补充措施，并经措施效果检验有效后，方可采取安全措施施工。防突专门机构必须按规定认真填写《防治突出技术措施效果检验报告单》，并报上级主管部门总工程师审批。当检验孔孔深等于措施孔（检验与措施孔孔深均采用钻孔向巷道掘进方向的投影孔深，简称投影孔深）时，经检验措施有效后，必须留有5m有超前孔。当检验孔孔深小于措施孔孔深，且两孔投影孔深的差值不小于3m，经检验措施有效后，可采用2m投影孔深的超前距。
5）采煤工作面防治突出措施的效果检验
采煤工作面采用浅孔注水或松动爆破措施时，可采用钻孔瓦斯涌出初速度法、钻屑指标或其它经试验证实有效的方法检验防治突出措施的效果。检验钻孔应打在措施孔之间，测定方法按《防突细则》第35条的规定实施。检验指标小于该煤层突出危险临界值时，则认为防突措施有效；反之，则认为防突措施无效。
在措施效果有效区段，必须采取补充防治突出措施，并经措施效果检验有效后，方可采取安全措施施工，并应留有不小于2m的超前孔。
6、安全防护措施
井巷揭穿突出煤层或在突出煤层中进行采掘作业时，都必须采取安全防护措施。安全防护措施包括震动放炮、远距离放炮、避难所、压风自救系统和隔离式（压缩氧和化学氧）自救器等。
1）震动放炮的专门设计，必须符合下列要求：
（1）震动放炮必须编制专门设计，经上级主管部门总工程师批准。
（2）震动放炮的炮眼数目，应按照每平方米石门断面4~5个确定。
（3）震动放炮的炮眼布置，根据断面和岩性确定。
（4）岩眼不得打入煤层，眼底距煤层应保持0.2m的距离。如果岩眼已打入煤层，必须在眼底的岩石中充填0.2m的炮泥。
（5）震动放炮的单位炸药消耗量，应按照正常掘进量的1.5～2倍确定，打穿煤层的炮眼在煤层段和岩石段应分段装药，并用长0.25m的炮泥隔开。
（6）所有炮眼都在炸药与封泥间装1～2个水炮泥，封泥都必须密实地装至孔口。
（7）震动放炮必须采用铜脚线的毫秒雷管，最后一段的延期时间不得超过130毫秒，并不得跳段使用。电雷管使用前必须进行导通试验。电雷管的联接可采用串联、串并联或并联方式，但都必须使通过每一电雷管的电流达到电雷管的引爆电流的两倍。放炮母线必须使用专用电缆，并尽可能减少接头，以减少电雷管的电阻，有条件的可采用遥控引爆器。
（8）震动放炮工作面，必须具有独立可靠的通风系统。
（9）震动放炮时，回风系统内电气设备必须切断电源，严禁人员作业和通过。
2）石门揭穿煤层采用震动放炮时，必须遵守下列规定：
（1）工作面必须有独立可靠的回风系统，必须保证回风系统中风流畅通，并严禁人员通行和作业。在其进风侧的巷道中，应设置两道坚固的反向风门。与该系统相连的风门、密闭、风桥等通风设施必须坚固可靠，防止突出后的瓦斯涌入其他区域。
（2）凿岩爆破参数、放炮地点、反向风门位置、避灾路线及停电、撤人、警戒范围等，必须在设计中明确规定。
（3）放震动炮由矿总工程师统一指挥，并由矿山救护队人员在指定地点值班，放炮后至少经30分钟，由矿山救护队人员进入工作面检查。根据检查结果，确定采取的恢复送电、通风及排除瓦斯等具体措施。
（4）为降低震动放炮时诱发突出的强度，应采用挡栏设施。挡栏可用金属、矸石或木垛等构成。金属挡栏是由槽钢排列成的方格框架，框架中槽钢的间隔为0.4m ,槽钢彼此用卡环固定，使用时在迎工作面的框架上，再铺上网眼为20×20mm的金属网，然后用木支柱将框架撑成45°的斜面。一组挡栏通常由两架组成，其间距6~8m。
挡栏距工作面的距离，可根据预计的突出强度在设计中确定。
（5）揭开煤层后，在石门附近30m范围内掘进煤巷时，必须加强支护，严格采取防突措施。
3）震动放炮要求一次全断面揭穿或揭开煤层，对急倾斜和倾斜的薄煤层，都必须全断面一次揭穿煤层全厚；对急倾斜和和倾斜的中厚煤层，一次全断面揭入煤层深度应不小于1.3m；对缓倾斜煤层，应一次将全断面揭开岩柱。如果震动放炮未能按要求揭穿煤层，在掘进剩余部分（包括掘进煤层和进入底板（顶）板2m范围内），必须按照震动放炮的安全要求，进行放炮作业。
震动放炮未崩开石门全断面的岩柱和煤层时，继续放炮仍需按照震动放炮有关规定执行，并需加强支护，设专人检查瓦斯和观察突出预兆；在作业中，如发现突出预兆，工作人员应立即撤到安全地点。
4）突出危险区设置反向风门时，必须遵守下列规定：
（1）反向风门必须设在石门掘进的工作面的进风侧，以控制突出时的瓦斯能沿回风道流入回风系统。
（2）必须设置两道牢固可靠的反向风门，风门墙垛可用砖或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于0.8m。门框和门可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于100mm，风门厚度不得小于50mm。两道风门之间的距离不得小于4m。
（3）放炮时风门必须关闭，对通过内墙垛的风筒，必须设置有隔断装置，放炮后，矿山救护队和有关人员进入检查时，必须把风门打开顶牢。
（4）反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，应根据掘进工作面的通风系统和石门揭穿煤层时预计的突出强度确定。
5）采用远距离放炮时，放炮地点应设在进风侧反向风门之外或避难所内，放炮地点，距工作面的距离根据实际情况由上级主管部门总工程师确定。放炮员操纵放炮的地点，应配备压风自系统或自救器。远距离放炮时，回风系统的采掘工作面及其他有人作业的地点，都必须停电撤人，放炮30分钟后，方可进入工作面检查。
6）在有突出危险的采区和工作面，电气设备必须有专人负责检查、维护，并应每旬检查一次性能，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。
7）突出的煤层必须及时清理，以防自燃引起瓦斯爆炸。
清理突出煤层时，必须编制防止煤尘飞扬、杜绝火源、垮塌以及再次发生事故的安全防护措施。
8）对突出孔洞，应充填或支护。发生大型或特大型突出后，一般不应从空洞放出松散煤体，以免造成空洞垮塌，引起再次突出，还应及时砌碹或注浆封闭，以免引起煤的自燃。
9）突出矿井每一入井人员，必须随身携带隔离式（压缩氧和化学氧）自救器。
三、煤与瓦斯突出预报仪器
煤与瓦斯突出预报仪器见表4-4-1：
四、避灾硐室
1、突出矿井应在井下设避难所或压风自救系统，根据具体情况，可设置其中之一或混合设置，并要符合下列要求：
1）井下避难所的要求是：
（1）避难所设在采掘工作面附近和放炮员操纵放炮的地点，避难所的数量及其距采掘工作面的距离，应根据具体条件确定。
（2）避难所必须设置向外开启的隔离门，室内净高不得低于2m，长度和宽度根据同时避难的最多人数确定，但每人使用面积不得少于0.5m2。避难所内支护必须保持良好，并设有与矿（井）调度室直通的电话。
（3）避难所必须设有供给空气的设施，每人供风量不得少于0.3m3/min。如果用压缩空气供风时，必须有减压装置和带有阀门控制呼吸嘴。
（4）避难所内应根据避难最多人数，配备足够的自救器。
2）压风自救系统的要求是：
（1）压风自救系统安设在井下压缩空气管路上；
（2）压风自救系统应设置在距采掘工作面25～40m的巷道内、放炮地点、撤离人员所在位置以及回风道有人作业处。长距离的掘进巷道中，应每隔50m设置一组压风自救系统。
（3）每组压风自系统一般供5～8个人用，压缩空气供给量，每人不得少于0.1m3/min。
3）在有突出危险的采区和工作面，电气设备必须有专人负责检查、维护，并应每旬检查一次性能，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。
4）突出的煤层必须及时清理，以防自燃引起瓦斯爆炸。
清理突出煤层时，必须编制防止煤尘飞扬、杜绝火源、垮塌以及再次发生事故的安全防护措施。
5）对突出孔洞，应充填或支护。发生大型或特大型突出后，一般不应从空洞放出松散煤体，以免造成空洞垮塌，引起再次突出，还应及时砌碹或注浆封闭，以免引起煤的自燃。
6）突出矿井每一入井人员，必须随身携带隔离式（压缩氧和化学氧）自救器。
第五节 矿井瓦斯抽放
根据国家安全生产监督管理局和国家煤矿安全监察局第8号令第二章第十三条：高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井按规定装备瓦斯抽放系统和安全监控系统。根据国家煤矿安全监察局颁布的《煤矿安全规程》第一百四十五条和国家局安监总煤矿字[2005]133号文《煤矿重大安全隐患认定办法(试行)》及贵州省煤炭管理局文件规定，贵州省所属高瓦斯及煤与瓦斯突出矿井凡在规定范围内的矿井都必须安装瓦斯抽放系统。
但贵州省大方县一号煤矿在地勘阶段并未做相应的瓦斯检测工作，因此本设计是在对矿井瓦斯估算的基础上所做的设计，建议在今后开采过程中进行这项工作，以对煤层进行抽放提供可靠的基础资料并修改相关内容，建议贵州省大方县一号煤矿根据需要若必须上抽放系统，由企业委托有资质的部分进行专门的抽放设计。
一、矿井抽放量
1、瓦斯涌出量计算
贵州省大方县一号煤矿的可行性研究报告中，是按高瓦斯矿井进行设计的，随着煤层埋藏深度增加，瓦斯含量会相应增高，故本设计也暂按高瓦斯矿井来设计和管理，因此必须严格执行《煤矿安全规程》。矿井在试生产期间，尽快请有鉴定资质的鉴定单位对贵州省大方县一号煤矿进行矿井瓦斯等级鉴定，并根据鉴定结果修改相关内容。
由于贵州省大方县一号煤矿为新建矿井，未作瓦斯等级鉴定，类比周围邻近矿井开采方案设计取瓦斯相对涌出量为15m3/t，按高瓦斯矿井设计，年生产能力为9万t/a，日产量为313t。瓦斯抽放设计时，瓦斯相对涌出量也暂定为15m3/t。
T=1.15 (4-5-1)
＝1.15× ＝313t/d
式中：A—年产量，贵州省大方县一号煤矿的年设计生产能力为9万t/a；
n—年工作日数。
Q绝＝ (4-5-2)
=15×313/1400=3.26m3/min。
式中：Q绝—绝对瓦斯涌出量，m3/min；
q相—矿井相对涌出量，m3/t；
T—矿井最大日产量，t/d。
经计算，贵州省大方县一号煤矿的绝对瓦斯涌出量可达3.26m3/min。
2、抽放瓦斯的必要性和可能性
1）抽放瓦斯的必要性
根据国家安全生产监督管理局和国家煤矿安全监察局第8号令第二章第十三条：高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井按规定装备瓦斯抽放系统和安全监控系统。另外抽放煤层瓦斯作为区域性防治瓦斯突出的一个技术措施也是必要的，通过抽放降低了采面瓦斯涌出量，消除了生产带来的威胁，改善了工作环境，解决了用通风方法难以解决的问题。
2）抽放瓦斯的可能性
（1）衡量煤层可抽性的指标主要有三项：
①煤层的透气性系数(λ)；
②钻孔瓦斯流量衰减系数(β)；
③百米钻孔瓦斯极限抽放量(Qj)。
（2）煤层抽放瓦斯难易程度分类见表4-5-1。
由于矿井在地勘阶段并未做相应的工作，因此建议在今后开采过程中进行这项工作，以对煤层进行抽放提供可靠的基础资料。
2、抽放瓦斯效果预计
1）瓦斯抽放率
根据类似矿井生产实践经验，确定本煤层工作面顺层钻孔瓦斯抽放率(工作面总抽出量占工作面总涌出量之比)预计为30%，抽放上、下近距离邻近层(采用御压后高位或低位瓦斯抽放巷抽放)瓦斯抽放率预计为30%。
2）工作面瓦斯抽放量
回采工作面瓦斯来源主要为本煤层工作面中瓦斯和采空区中瓦斯，邻近层瓦斯为次要来源。
掘进工作面瓦斯来源主要为本煤层及邻近层瓦斯，根据经验预测，工作面瓦斯涌出量百分比(即工作面瓦斯涌出量占矿井总涌出量的百分比)为70%。
根据预计的煤层顺层钻孔抽放率以及工作面瓦斯涌出量占矿井总涌出量的百分比，预计抽放量(瓦斯纯量)为0.3×0.7×3.26=0.68m3/min。
二、抽放瓦斯方法
1、矿井瓦斯来源分析
1）矿井瓦斯来源及涌出构成
矿井瓦斯分别来源于回采工作面、掘进工作面及采空区。
（1）回采工作面瓦斯涌出构成一是来自开采煤层瓦斯涌出，二是来自开采层影响范围之内邻近层煤层瓦斯涌出，包括上邻近层和下邻近层，影响范围一般上邻近层约80m，下邻近层约40m；贵州省大方县一号煤矿首采M51煤层其下部距离M73煤层距离为36m，M51与M73煤层位于相互影响范围内。另外各煤层上下部的局部可采、不可采煤层也对开采的有一定的影响。
（2）掘进工作面涌出瓦斯构成一是来自掘进巷道煤壁瓦斯涌出，二是来自掘进落煤的瓦斯涌出；
（3）采区瓦斯涌出量是指采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和；
（4）矿井瓦斯涌出量为全矿井内全部生产采区和已采采区及开拓巷道暴露煤壁(包括其它辅助巷道)瓦斯涌出量之和。
2）回采工作面瓦斯来源及涌出构成
矿井达产初期，设计只对首采M51煤层工作面瓦斯涌出情况进行了分析及计算。除M51煤层瓦斯涌出外，其相邻煤层亦有瓦斯涌向开采层工作面，回采工作面瓦斯来源主要为本煤层工作面中瓦斯和采空区中以及邻近层瓦斯(包括围岩、邻近层、不可采夹层)。
2、抽放瓦斯方法
1）选择抽放方法的原则
选择抽放瓦斯方法，主要根据矿井(或采区)瓦斯来源、煤层赋存状况、采掘布置、开采程序以及开采地质条件等综合考虑。故本设计采用开采层顺层钻孔预抽和穿层钻孔卸压抽放相结合的抽放方法，同时为获得较好的抽放效果，本设计遵循“尽早投入抽放，预抽和边采边抽互补”的原则。另外掘进工作面的瓦斯抽放，根据工作面瓦斯涌出量的大小采用随巷道掘进边掘边抽。
2）瓦斯抽放方法
本设计采用地面瓦斯抽放泵在开采煤层工作面运输顺槽作为瓦斯抽放巷道，向开采煤层打顺层钻孔抽放瓦斯，先向M51煤层打顺层钻孔抽放M51煤层的瓦斯。然后在通过穿层钻孔打到M73煤层距底板岩石0.5m以上预抽其瓦斯，并通过抽放瓦斯管路将抽出的瓦斯排放到地面空气中安全放空。
3）其它瓦斯防治措施
本设计除建立完善的通风系统和可靠的瓦斯抽放系统外，还考虑采取如下措施综合防治瓦斯：
（1）建立先进的安全生产监控系统，对矿井瓦斯、风速等进行连续自动监测，及时、准确地掌握和了解井下通风、瓦斯等情况。
（2）配备个体巡回检测设备等安全仪表，通过巡回检测，随时了解井下瓦斯隐患情况，防患于未然。
（3）在生产过程中，严格执行《煤矿安全规程》中的有关规定，加强通风瓦斯检查、管理工作。并加强矿井瓦斯地质等基础工作，为矿井通风瓦斯科学管理提供可靠的依据。
3、抽放巷道选择
贵州省大方县一号煤矿采用在工作面的运输顺槽作为瓦斯抽放巷道，在运输顺槽内每隔30m左右做一个钻场，向煤层布置扇形(10°左右)钻孔，每个钻场内布置3个顺层钻孔，1个穿层钻孔，钻孔打到M73煤层底板板岩石0.5m以上预抽M73煤层瓦斯。顺层钻孔抽放瓦斯的主要优点是钻孔施工速度快，钻孔全长均在煤层中，抽放暴露面积大，若封孔质量好，不漏气，并封孔长度超过巷道周围的破碎圈，则能取得较好的抽放效果。
4、钻场布置、钻孔参数确定
1）预抽钻场布置
钻场尺寸应能满足钻机安装和安全操作的需要，贵州省大方县一号煤矿钻场沿钻孔方向长度为5m，宽度2m，高度1.8m。每个钻场布置4个钻孔。钻场内钻孔与瓦斯管联接平面示意图见图4-5-1所示。
2）钻孔参数的确定
（1）钻孔直径：设计考虑60～110mm。
（2）顺层钻孔长度：沿层钻孔尽可能长，一般以不打穿到工作面回风巷为原则，孔长45m左右(一般沿层钻孔考虑工作面长度的70～90%)，布置成扇形钻孔。
（3）穿层钻孔长度：40m。
（4）扇形钻孔间距：8m。
（5）抽放负压与封孔长度：抽放负压选用6.7KPa；封孔长度既应保证不吸入空气又应使封孔长度尽量短，对于煤孔应不小于4～10m，岩孔应不小于2～5m。
（6）排放时间Tj(临界值)Tj=3/β
5、钻场参数的确定
1）钻场：使用不同型号的钻机，钻场宽度不同。一般每个钻场打3～5个孔时，钻场宽度见表4-5-2。
表4-5-2 钻场参数表
2）钻场间距：设计采用每个钻场打3个顺层钻孔，1个穿层钻孔，钻孔间距为8m
则钻场间距为：3×8=24m
3）钻场尺寸：钻场长度：5～7m，取5m
钻场宽度：2.0m
钻场高度：1.8～2.0m，取2.0m
6、封孔方式、材料及工艺
钻孔封孔可采用膨胀水泥人力进行封孔。封孔材料为膨胀水泥，其配比为：76%硅酸盐水泥，12%矾土水泥，12%石膏粉与水混合搅拌而成。
封孔方法：封孔前用水或压风将孔内残存的煤、岩钻屑清洗干净，然后放入套管(孔内抽放管)。套管直径25～108mm，封孔长度3m以上。往孔内送泥可用专用工具或将水泥做成圆柱形状分次送入，每送泥0.3～1.0m放入一个木塞，并用力捣实，直至封完钻孔。套管顶端应钻5～10直径为10mm的筛孔，以免煤、岩屑及杂物堵塞。挡盘直径要略小于钻孔直径。
7、设备选型及主要检测仪表
1）钻机
钻机选用国产ZDK-280/80防爆型钻机2台(1台使用，1台备用)，其钻进深度在煤层中可达75m、岩层中50m，开孔直径87/130mm，终孔直径为57/60mm，给进方式为油压自动，钻孔角度0～3600。
（1）主要检测仪表
①孔板式流量计2台
安装在管道的直线段内，孔板前后最好有5米以上的直线段，孔板圆孔与管路要同一圆心，端面与管路轴线垂直。孔板式流量计安装在抽放总管、分管和支管上。
②AFJ-3-150U型急倾斜压差计3台
③AFP系列皮托管4支
④光干涉瓦斯检定器AQJ-2型0～100% 2台
三、抽放管路系统及抽放设备选型
1、抽放管路系统的选择
矿井瓦斯抽放方式为在地面设置瓦斯抽放泵站，回采工作面的回风巷以及掘进头钻孔内抽出的瓦斯，经过分支管路汇合后经抽放主管经过回风上山、回风顺槽、风井后送至地面瓦斯抽放泵站后，又通过压送主管安全放空。
2、抽放管路管径、材质、规格
抽放管路管径计算如下：
d=0.1457(Q/V)0.5 (4-5-3)
式中：d—瓦斯管内径，m；
Q—瓦斯管混合瓦斯流量，m3/min；(混合瓦斯浓度按35%计)
V—瓦斯管内流速，m/s，一般取5～15m/s；(经济流速为7 m/s)
主管：d =0.1457[0.68/(0.35•7)]0.5=0.077 m，考虑为减少抽放阻力，选择管径为100mm的无缝钢管作为抽放主管。
因为贵州省大方县一号煤矿的绝对瓦斯涌出量为3.26m3/min。掘进工作面和采煤工作面的瓦斯的抽放量较小，从而得出的支管和主管大小相差不大，所以本矿井选择的支管同主管。
3、瓦斯管的连接方式
瓦斯管道的连接可采用具有连接速度快、密封性能好、轻便和可弯曲的挠性管接头作为瓦斯管道接头进行连接，接头的规格应与瓦斯管径相配用。
4、抽放管路阻力计算
管路总阻力按照M51煤层服务年限内最大阻力计算，本设计考虑的最长路线是M51煤层最下部工作面投产时的抽放管路来计算的，开采M73煤层时需要重新计算。
1）摩擦阻力
Hi=9.81(Li△Qi2)/(Kd5) Pa (4-5-4)
式中：△—混合瓦斯对空气的密度比，△=(ρ1C+ρ2(1-C)) /ρ2=0.8435；
C—管路内甲烷浓度，%(可取35)；
K—系数，根据管径选择，取0.62；
Li—管路i的总长度；
Qi—管路i的混合气体流量，m3/h；
d—瓦斯管内径，cm。
Li=地面+风井+采区回风上山+采面运输顺槽=150+244+60+624=1082 m
Qi=(0.68/0.35)×60=116.4 m3/h
Hi=9.81×(1082×0.8435×116.42)/(0.62×105)=1857 Pa
Hm=Hi=1857 Pa
2）局部阻力
根据以往工作经验，管路局部阻力按摩擦阻力的10%～20%考虑即可，取0.1。
3）管路总阻力
HZ=1.2Hm (4-5-5)
=1.1×1857＝2043 Pa
4）瓦斯泵压力及流量的计算
Hp= KB(HZ+HF+H3) (4-5-6)
=1.15×(2043+6700+200)
=10284.5Pa(10.28kPa)
Qp=∑Q KQ/Cη (4-5-7)
=(0.68×1.2)/(0.35×0.8)
=2.91m3/min
式中：KB—备用系数，取1.15；
HF—钻孔抽放负压，取6.7 KPa；
H3—瓦斯泵后瓦斯排放管出口的正压，取0.2 KPa。
∑Q—泵的服务年限内，同期最大抽放量之和(纯CH4)，m3/min；
KQ—抽放量备用系数，取1.2；
η—泵的机械效率，取0.8；
C—泵入口处甲烷浓度，%(不小于35，贵州省大方县一号煤矿取35)；
5）真空度计算
ηz= Hp/101.3×100% (4-5-8)
=10.28/101.3×100%
= 10.1%
5、瓦斯泵的选型
根据计算的瓦斯泵的Hp和Qp选择SKW20(D)型水环式真空泵两台(一台工作、一台备用)，最大抽放量15.5 m3/min，电机功率30Kw，该瓦斯泵的性能如表4-5-3所示。
贵州省大方县一号煤矿的瓦斯泵的选择是在预测瓦斯(无瓦斯等基本资料)的基础上所作的选择，今后矿井掌握瓦斯抽放基础资料经过计算后若发现瓦斯泵选择不合适时，可重新对瓦斯泵另行选择以确保矿井安全生产。
本设计所设计瓦斯抽放系统仅供进行专门的瓦斯抽放设计时参考，不作为执行之主要依据。矿方在进行瓦斯抽放前，必须委托相关资质部门进行专门的瓦斯抽放设计。
6、管路敷设及附属设施
1）井下敷设瓦斯管路的要求
（1）瓦斯管路需涂防腐剂，以防锈蚀；
（2）管路底部应垫木垫，垫起高度不低于30cm；
（3）倾斜巷诞的管路，应用卡子将管路固定在巷道支护上，以免下滑；
（4）管路敷设要求平直，避免急弯；
（5）主要运输巷道中的瓦斯管路架设不得小于1.8m。
（6）管路敷设时，要求坡度尽量一致，避免高低起伏，低洼处需安装放水器；
（7）敷设的管路要求进行气密性检查。
（8）瓦斯管路不得与带电物体接触并有防止砸坏管路的措施。
2）附属装置
管路系统的附属装置有各类阀门、测压嘴、计量装置、钻孔(场)连接装置、放水器、防爆阻火器等。
（1）为了便于控制抽放参数和维修管路，在抽放管路中应安设一定数量的阀门，在主管路内应安设阀门，在管路的分岔和汇流地点也应安设阀门。瓦斯泵的入口和出口阀门各一个，要求阻力小，最好使用闸板式阀门。另外在抽放泵入口的主干管路上设置调节阀门；
（2）入口负压测量装置—静压管；
（3）出口正压测量装置—静压管；
（4）瓦斯抽放支管、干管以及各个钻场内设置孔板流量计；
（5）在管路中每隔200～300m最长不超过500m的低洼处就安设一只放水器。管路的低、弯、变陡处及其它容易积水的地点，安设足够容量的放水器，并有专人定期检查。
四、安全
1、设置抽放瓦斯泵系统时，应严格下列规定
1）放管路中的瓦斯可经放空管排放到大气中。放空管出口至少高出地面10m，而且高出泵房和周围20m范围内建筑物3m以上，放空管距泵房墙壁以0.5～1.0m为宜，最远不得超过10m。其出口应加防护帽，放空管必须接地。
2）《煤矿安全规程》规定抽放瓦斯泵的吸气侧管路系统中必须装设有防回火、防回气、防爆炸作用的安全装置。可在瓦斯泵的吸气侧以及放空管上安设具有“三防”性能的防爆阻火器，并定期检查，保持性能良好。
3）为防止阴雨天气由于雷电引起的电火花而破坏建筑物或点燃放空管瓦斯，防止火灾等事故的产生，在瓦斯泵房附近的较高大建筑物周围或中心地带应设置避雷器。
4）地面泵房必须用不燃性材料建筑，并且采用避雷针防止雷电。其距进回风平硐口和主要建筑物不得小于50m，在瓦斯抽放泵房周围必须设置栅栏、悬挂警戎牌等。栅栏周围20m的范围内，禁止堆积易燃物和任何带电、带火的作业。
5）为了便于控制抽放参数和维修管路，在抽放管路中应应安设一定数量的阀门。在主管内每隔500～1000m安设1个阀门，在管路的分岔和汇流地点也应安设阀门。
6）井上下敷设的瓦斯管路，不得与带电物体接触并有防止砸坏管路的措施。
7）瓦斯泵要有独立的供电系统，由地变电所引两回独立线路至瓦斯抽放泵。并采用专用变压器、专用开关和专用电缆，以及瓦斯电闭锁。瓦斯泵房必须设置直通矿调度室的电话且泵房内的电气设备、照明和其它电气仪表都应采用防爆型的。瓦斯泵房必须由专人值班并经常检测各参数，做好记录，并有备用人员。
8）瓦斯抽放泵房必须设置足够数量的扑灭电气火灾的灭火器材，喷粉灭火器4个和砂箱1个，砂箱用1.5～3.0毫米铁板制作，容积不少于0.2m3。
2、地面瓦斯泵站
1）瓦斯泵站的设计原则
（1）设计原则：
①泵房要用不燃性材料建筑；
②泵房内的电器设备和照明灯具均应为防爆型；
③泵房内要专门的供电系统，采用独立的双回路电源，并有可靠的供水系统；
④抽放泵及其附属设备至少要设置两套，其中一套备用；
⑤泵房内通风、照明设施良好，房顶应设天窗，冬季寒冷地区要有供热取暖设施；
⑥泵房通讯设备完好，并有直通矿井调度室电话；
⑦泵房内应配备必要的检测仪表，比如正、负压计，瓦斯浓度测定仪、流量计、温度计或综合参数测定仪等；
⑧机械室、电气室和司机室都要有单独房间，避免互相干扰，同时司机室的地面最好略高于机房地面，以便观察；
⑨泵站应设避雷装置，避雷装置要高于瓦斯放空管；
⑩泵房建筑面积要考虑更换设备或扩建的可能性。
2）瓦斯泵站的位置选择
（1）位置选择：
①泵站最好设在回风井工业广场内，站房距井口和主要建筑物以及居民点不得小于50m，并用栅栏或围墙保护；
②泵房内和泵房周围20m以内严禁明火；
③泵站位置应考虑到便于利用瓦斯和敷设管路；
④泵站位置应选在运输、供水和供电方便的地点。
3）瓦斯泵房的管路布置及附属装置
（1）瓦斯泵房的管路配置包括出入口管路、阀门、放空管等设备。
（3）瓦斯泵房的附属设备有放水器、防爆、防回火装置、压力测定装置、流量测定装置、采样孔和分水器等。地面瓦斯泵房布置图4-5-2：
3、抽放系统安全措施
1）抽放钻场、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。具体有：
（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）钻孔施工中配备专职瓦斯检查员或设有瓦斯警报器、瓦斯断电仪，配备隔离式自救器。一旦瓦斯超限，必须立即停钻处理，待瓦斯浓度恢复正常后，再重新开钻；
（4）钻场内使用的敲击工具必须用铜制造，以防发生火花，引燃瓦斯；
（5）钻工必须衣着整齐利索，以免被机械绞伤；
（6）钻机转动部件的防护装置及保护外罩必须完整无缺；
（7）扶“给进把”时，身体与“给进把”不能成一直线，应离开一定距离，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，操纵钻机应动作协调，达到准确无误，勿用手脚拉蹋滚筒上的钢丝绳，以防止被钢丝绳绞伤。
图4-5-2 地面瓦斯泵房布置图
2）管路防腐蚀、防漏气、防砸坏、电气防爆、防静电、防带电、防底鼓措施：
（1）瓦斯管路需涂防腐剂，以防锈蚀；
（2）管路底部应垫木垫，垫起高度不低于30cm，以防底鼓损坏管路；
（3）主要运输巷道中瓦斯管路架设高度不得低于1.5m，以免被砸损坏；
（4）管路需进行气密性检查以免漏气；
3）倾斜巷道及斜井管路的防滑措施
倾斜巷道中的瓦斯管路，应用卡子固定在巷道的支护上，以免下滑损坏。
4）地面管路的防冻措施
地面管路根据气温情况采取防冻措施，如将管路刷保温漆、包裹隔热石棉及涂刷保温沥青等。
4、监测监控
1）监测监控参数的确定及设置地点
抽放瓦斯监测主要包括整个抽放网络各个部位的瓦斯流量、浓度、抽放负压、瓦斯温度等参数，同时监测水位和抽放站内瓦斯泄露等。其目的一是当出现瓦斯浓度过低、瓦斯泄露超限等情况时，应能报警和对抽放泵主电源断电，二是根据监测数据可以研究瓦斯涌出规律和分析效果、指导投放网络的投产使用，管道的延长与钻孔的衔接、调节钻孔的抽放负压、查明漏气和水堵部位。监测地点可设置在抽放站进出管道，亦可设置在井下各主干管道和支管上。
2）监测监控系统的自动化程度及设备选型
贵州省大方县一号煤矿装备矿井安全监控系统，主要设置瓦斯泵的开停传感器、瓦斯抽放泵房室内瓦斯传感器以及抽放泵输入管路中瓦斯抽放多参数MDM传感器(含有瓦斯浓度、负压/正压、温度、压差、瓦斯抽放纯流量和混合流量等参数的检测和计算)。
不利用瓦斯的抽放泵输入管路中瓦斯传感器的报警浓度为≤25%CH4，瓦斯抽放泵房室内瓦斯传感器的报警浓度为≥0.5%CH4。如果矿井条件允许，在抽放站内可以选择自动化程度较高的AK-3A多参数监控仪，该仪器可按设在抽放泵站的控制室内。它能连续监测系统中的浓度、流量、正压、负压、泵房内泄露瓦斯浓度、泵机的轴温等参数。由微机完成测量显示、打印等功能。当任一参数超限时，可发出声光报警信号，并按给定的程序停止或启动泵机。此外，还能累计纯瓦斯量，并以数字方式显示出来，还设有模拟量直流1～5V和数字量BCD代码输出，可与遥控系统相接和供打印用。
第五章 矿井水防治
第一节 矿井水文安全条件分析
一、矿井水文地质情况
1、区域水文地质概况
矿区位于白布河上游支流东侧分水岭斜坡地带，地形起伏较大，冲沟及岩溶发育。根据区域水文资料，区域内最低侵蚀基准面标高为1336m，而矿区含煤地层出露最低标高为1600m，高于最低侵蚀基准面264m。
2、含水层、隔水层特征及其与矿床充水的关系
矿区内地层产状较缓，出露地层仅有二叠系中统龙潭组及下茅口组，且均出露不全。其中，龙潭组(P2l)岩性为粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、泥岩粘土岩和煤层等，含水性较弱，是良好的隔水层，对煤层开采影响很小。茅口组(P1m)岩性为浅灰色厚层—巨厚层状粗至细晶灰岩，夹燧石条带或结核，岩溶较发育，地表常形成负地形，该层在矿区内出露标高相对较高，地下水位相对较低，其上部透水但不含水，加之其下伏于龙潭组煤系地层之下，对煤层开采影响很小。
1）构造断裂对矿床充水的影响
区内目前未揭露较大构造，在生产中可能揭露小型断层，当断层不揭穿煤系地层上下部岩溶含水层时，断层对矿床充水影响微弱。
2）地表水及其对矿床充水的影响
本区降雨丰富，地表水往往由冲沟会聚成季节性小河或在洼地聚集，煤层开采时若发生冒顶或其他原因使顶板遭受破坏后，地表水往往会注入井下，如在雨季暴雨时可能会大量涌入。
3、矿井水文地质特征
矿区内地层产状较缓，出露地层仅有二叠系中统龙潭组及下茅口组，且均出露不全。其中，龙潭组(P2l)岩性为粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、泥岩粘土岩和煤层等，含水性较弱，是良好的隔水层，对煤层开采影响很小。茅口组(P1m)岩性为浅灰色厚层—巨厚层状粗至细晶灰岩，夹燧石条带或结核，岩溶较发育，地表常形成负地形，该层在矿区内出露标高相对较高，地下水位相对较低，其上部透水但不含水，加之其下伏于龙潭组煤系地层之下，对煤层开采影响很小。
煤层开采产生影响的仅为地表水及老窑积水。本区降雨丰富，地表水往往由冲沟会聚成季节性小河或在洼地聚集，煤层开采时若发生冒顶或其他原因使顶板遭受破坏后，地表水往往会注入井下，如在雨季暴雨时可能会大量涌入。本区地层产状平缓，煤层埋深较浅，加上煤层顶底板岩层均有不同程度的风化，采煤时容易发生冒顶等破坏隔水。
4、充水因素
1）大气降水
大气降水是矿区内各岩组地下水的主要补给来源，故为矿床充水的间接充水因素。地下水接受补给后，与矿床充水有联系的各含水岩组，其地下水可通过采空塌陷带、导水裂隙带及突水带间接或直接进入矿坑，对矿床进行充水。
2）地下水
各岩层所含地下水主要自出露部分补给，顺层流动。
根据矿区内煤层赋存情况、地层产状、开采中顶板管理等情况，开采中产生的冒落带高度和导水裂隙高度可依据《矿区水文地质工程地质勘探规范》(GB12719-91)中附录F中相应公式进行计算，具体计算过程如下：
3）计算公式
（1）冒落带最大高度计算公式：
HC=(3～4)M (5-1-1)
计算时，系数采用大值4。
（2）导水裂隙带(包括冒落带最大高度)
计算公式：
Ht=｛100M/(3.3n+3.8)｝+5.1 (5-1-2)
式中：M-累计采厚
n-可采煤层分层厚度。
4）满足使用公式的条件
（1）岩石抗压强度20～40MPa
（2）顶板管理方法采用全部陷落法。
（3）岩性主要为砂泥岩等。
将矿区内可采煤层M51、M73煤层的最大厚度代入上述公式中，计算出导水裂隙带高度为15.6m，冒落带最大高度为47.0～49.3m。
将来矿山的开采过程中，显然开采冒落首先破坏P2l层，其地下水将直接进入矿坑，而成为矿床充水的直接因素；根据导水裂隙带最大高度与P2c+d至K2煤层之间距离（50～65m）相比较，不难看出，采空塌陷使得煤层顶板隔水岩层遭破坏、变薄甚至影响到P2c+d间接顶板含水层，届时该地层中地下水也将进入矿井，对矿床充水产生影响；开采至深部当溶蚀裂隙或隐伏构造致使矿层与下伏含水层茅口组相沟通，其地下水也可突入矿井，对矿床的充水产生一定影响。
5）老窑积水
矿区内浅部曾有多处小煤窑开采，区内主采煤层均有涉及，具体开采规模不详，积水客观存在。未来矿山开采在老窑破坏带下方进行或可能遭遇老窑，存在突水威胁。
6）采空积水
随着采空面积的增大，上覆含水层的裂隙水将沿导水裂隙进入采空区形成老空水，在开采老空区本层下部及下伏煤层时要注意老空水涌入工作面。
7）地表水
区内地表水体主要为煤系上覆地层泉点，受浅部采空塌陷影响可能沿冒裂带进入矿井。
8）涌水量
根据贵州省地矿局102地质大队2002年1月提交的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》提供的矿井涌水量资料。根据该矿浅部开采情况统计分析，预计开采M51煤层期间，矿井正常涌水量5m3/h，设计矿井正常涌水量为10m3/h，最大涌水量30m3/h，雨季涌水量明显增加。随着开采深度的加深及开采层数的增加，矿井涌水量将逐步加大。
二、矿井水文安全条件评价
1、对水文地质基础资料来源及可靠性评价
1）水文地质基础资料来源
资料主要来源于贵州省地矿局102地质大队2002年1月提交的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》。
2）可靠性评价
地质报告对地表水、地下水及充水因素进行了初步分析，对矿井的生产能起到一定的指导作用，但可靠程度较低。
2、水文地质勘探程度及存在的问题
勘查地质报告提供的矿井水文地质情况较简单，未对涌水量、含水层含水性、老窑、采空区、构造的分布及积水情况等作详细调查。矿井必须进一步加强水文地质工作，详细调查老窑采空区分布及积水情况，并将调查结果标于井上下对照图上。同时对井下涌水量进行动态观测，切实弄清地表水和地下水、矿井充水因素、含水层富水性、矿井涌水量等资料。并及时根据掌握的资源情况进行相应的防治水措施。
第二节 矿井防治水措施
一、矿井开拓、开采所采取的安全保证措施
1、矿井开拓工程位置及层位选择
主斜井：可能会有巷道淋水产生，且遇水后可能会出现底板软化，底鼓等，对巷道的维护有一定的影响。
回风井：可能会有巷道淋水产生，且遇水后可能会出现底板软化，底鼓等，对巷道的维护有一定的影响。
顺槽：沿煤层布置，由于开采的影响巷道围岩裂隙水将可能进入巷道，引起底板软化，底鼓等，对巷道的维护影响较大，因此巷道的坡度须满足排水要求，设置排水沟，排水沟断面满足排水要求，并定期清理，保证排水畅通，对巷道积水须及时处理。
2、采掘工程所采取的防治水措施
1）必须密切观察矿井内的淋水、涌水情况，必须坚持“有掘必探、先探后掘、先探后采”的原则。
2）针对主要含水层(段)建立地下水动态观测系统，进行地下水动态观测、水害预报，并制定相应的“探、防、堵、截、排”综合防治措施。
3）井巷在掘进过程中必须“边探边掘，先探后掘”，掌握前方水文情况，若发现有水患时，应及时采取措施，待确认安全后才向前掘进，并将出水点位置标于井上下对照图及采掘工程图上。井巷揭露的主要出水点或地段，必须进行水温、水量、水质等地下水动态和松散含水层涌水含砂量综合观测和分析，防止滞后突水。
4）采掘工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突出预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
5）井下和地面排水设施保证完好，所设沉淀池、水沟要及时进行清理，每年雨季前必须清理一次。每年雨季前对矿井防治水工作进行一次全面检查，成立防洪抢险队伍，并储备足够的防洪抢险物资。
6）在井下巷道中，对于破碎和淋水段特别加强支护，并采取导水等措施以免淋水直接淋至电缆上腐蚀电缆，巷道排水沟按规定设置并及时清理，巷道要保证排水坡度，对于巷道局部地段低洼集水段要设潜水泵或排沙泵及时排水。
7）以后掘进的开拓、准备巷道应根据井下地层情况选择稳定、淋水小的岩层，尽量避免穿过断层等构造带。
二、防水安全煤岩柱留设
在矿井可能受到水害威胁的地段留设一定宽度或高度的煤(岩)柱，可以堵截水源流入矿井巷道，这段煤(岩)柱称之为防水煤(岩)柱。
1、防水煤(岩)柱的种类
根据防水煤(岩)柱所处的位置，可以分成不同的种类。对于贵州省大方县一号煤矿井而言主要有：断层煤柱、井田边界煤柱、相邻水平(采区)防水煤(岩)柱、采空区防水煤(岩)柱。
2、留设防水煤(岩)柱的条件
通常在下列情况下都应留设防水煤(岩)柱：
1）煤层直接被疏松含水层覆盖或位于疏松含水层以及地表水体之下，而含水层或地表水体又无法疏干时，应留设防水煤柱，以保证开采后顶板冒落及其产生的导水裂隙不波及到含水层或地表水体。
2）煤层局部位于强含水层之下时应留设防水煤柱，以免采空后顶板破坏冒落波及到含水层引起突水。
3）煤层直接与强含水层接触或与强含水层接触又被它局部掩盖时，煤柱的作用前者主要是防止含水层水突入巷道，后者除防止含水层水直接进入巷道外，还应防止煤层采空后顶板冒落波及含水层。
4）巷道接近底板承压含水层时，如有底板突破的危险，则应留设防水煤柱，以防止地下水沿断层或突破底板进入巷道。
5）煤层与充水断层或岩溶陷落柱接触时应留设防水煤(岩)柱，以防止地下水沿断层或陷落柱进入巷道。
6）巷道接近被淹井巷，积水量很大又不宜疏干时，应留设防水煤柱，使矿井生产巷道与被淹井巷隔离。
3、防水煤(岩)柱的留设原则
1）在有突水威胁但又不宜疏放(疏放会造成成本大大提高时)的地区采掘时，必须留设防水煤(岩)柱。
2）防水煤柱一般不能再利用，故要在安全可靠的基础上把煤柱的宽度或高度降低到最低限度，以提高资源利用率。
3）留设防水煤(岩)柱必须与当地的地质构造、水文地质条件、煤层赋存条件、围岩的物理力学性质、煤层的组合结构方式等自然因素密切结合，与采煤方法、开采强度、支护形式等人为因素互相适应。
4）一个井田或一个水文地质单元的防水煤(岩)柱应该在它的总体设计中确定，即开采方式和井巷布局必须与各种煤柱的留设相适应，否则会给以后煤柱的留设造成极大的困难，甚至无法留设。
5）在多煤层地区，各煤层的防水煤(岩)柱必须统一考虑确定，以免某一煤层的开采破坏另一煤层的煤(岩)柱，致使整个防水煤柱失效。
6）在同一地点有两种或两种以上留设煤(岩)柱的条件时，所留设的煤(岩)柱必须满足各个留设煤(岩)柱的条件。
7）对防水留设煤(岩)柱的的维护要特别严格，因为煤(岩)柱的任何一处被破坏，必将造成整个煤(岩)柱无效。防水煤(岩)柱一经留设即不得破坏，巷道必须穿过煤柱时，必须采取加固巷道、修建防水闸门和其它防水设施，保护煤(岩)柱的完整性。
8）留设防水煤(岩)柱所需要的数据必须在本地区取得。邻区或外地的数据只能参考，如果需要采用，应适当加大安全系数。
9）防水煤(岩)柱中必须有一定厚度的粘土质隔水岩层或裂隙不发育、含水性极弱的岩层，否则防水岩柱将无隔水作用。
4、防水煤(岩)柱的留设计算
1）断层防水煤(岩)柱的留设
断层破坏了岩层的完整性，常常成为含水层间的联系通道。断层的某一区段是否导水，导水性强弱等情况取决于两侧岩层的接触关系、含水层的水压以及采矿活动对断层的重复破坏作用。因此，在没有掌握断层各区段的导水性时，应把整个断层作为导水断层对待。煤层直接和富含水层、导水断层接触，顶底板无突水可能，即煤柱主要是顺层受压时，常以下述计算公式计算煤柱宽度：
2）顺层煤柱宽度计算
L= =20.4m (5-2-1)
式中：L——顺层防水煤柱宽度(m)；
M——煤层厚度或采高(m) 取M=1.7m；
KP——煤层的抗张强度(kgf/cm2)KP ，暂取10kgf/cm2；
P——水头压力(kgf/cm2)，暂取P=120 kgf/cm2；
A——安全系数，一般取1-2.5，本次设计取2。
该矿地质工作未发现较大断层，井下揭露断层落差较小，根据上述计算，断层两侧可各留设20m防水煤柱。
3）井田边界煤柱的留设
按下式计算：
L= (5-2-2)
=14.2m
式中：L——顺层防水煤柱宽度(m)；
M——煤层厚度或采高(m) 取M=1.7m；
KP——煤层的抗张强度(kgf/cm2)KP ，暂取10kgf/cm2；
P——水头压力(kgf/cm2)，暂取P=50kgf/cm2；
K——安全系数，一般取2—5，本次设计取5。
经计算，本井田边界煤柱宽度按20m留设。
4）主要巷道防水煤(岩)柱的留设
其留设计算方法与井田边界煤柱相同，但安全系数K取1-2.5，经计算若K取2.5则L为8.3m。
从安全角度出发，主斜井及下山一侧按15m留设，两巷之间按30m留设。
5）水淹区或老空积水区(采空区)防水煤(岩)柱的留设
在水淹区或老空积水区下掘进时，巷道与水体之间的最小距离不得小于巷道高度的10倍，经计算为10×2.5=25m。
贵州省大方县一号煤矿老空积水区(采空区)防水煤(岩)柱按25m留设。
5、防水安全煤柱留设宽度见表5-2-1
三、疏水降压措施
矿区内以溶蚀、溶蚀－侵蚀中山山地地貌为主，开采过程中无承压开采，即不受承压含水层影响。
四、井下探放水措施
1、探放水原则
1）必须作好水害分析预报，坚持有疑必探，先探后掘的探放水原则
当采掘工程面接近含水层、被淹井巷、断层、溶洞、老空积水等地点或遇到可疑水源以及打开隔水煤柱时都必须“有疑必探，先探后掘”原则。
接近积水地区掘进前或排放被淹井巷和积水前，必须编制探放水设计，并采取防止瓦斯和其他有害气体危害等安全措施。
探水眼的布置和超前距离，应根据水头高低、煤(岩)层厚度和硬度以及安全措施等在探放水设计中具体规定。
2）采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线进行探水
（1）接近水淹或可能积水的井巷、老空区或相邻煤矿时，井巷出水点的位置及其水量，有积水的井巷及采空区的积水范围、标高和积水量，必须绘制在采掘工程平面图上。在水淹区域应标出探水线的位置。采掘到探水线位置时，必须探水前进。
（2）有与溶洞、含水层及与之有水力联系的导水断层、裂隙(带)陷落柱时，必须查出其位置，并按规定留设防水煤柱。巷道必须穿过上述构造时，必须探水前进。如果前方有水，应超前预注浆封堵加固，必要时预先建筑防水闸门或采取其他防治措施。
（3）接近各类防水煤柱或打开隔离煤柱前必须探放水。
（4）接近有水的采煤工作面时；接近含水层、导水层和裂隙带等时必须探放水。
（5）接近未封闭或封闭不良可能突水的钻孔；接近不明井巷时必须探放水。
（6）煤层顶板有含水层和水体存在时，应当观测“三带”发育高度。当导水裂隙带范围内的含水层或老空积水影响安全开采时，必须超前探放水并建立疏排水系统。
（7）煤系底部有强承压含水层时以及采、掘工程接近其它可能突水段时必须探放水。经探水确认无突水危险后，方可向前掘进。每年雨季后，上部采空区的积水情况都在变化。一定要坚持“有疑必探，先探后掘”。
（8）接近水文地质条件复杂的地段，采掘工作面有突(出)水征兆时。
（9）上层采空区有积水，在下层进行采掘工作，两层间垂直距离小于回采工作面采厚的40倍或小于掘进巷道高度的10倍时。
经探水确认无突水危险后，方可向前掘进。每年雨季后，上部采空区的积水情况都在变化。一定要坚持有疑必探，先探后掘。
区内采煤历史悠久。长期以来，矿区内存在过去采煤时形成的采空区或老硐，由于地质资料没有提供小煤窑及老空区开采深度和范围，因此无法确定小煤窑积水探水线位置，所以在工作中一定要收集有关资料，确定小煤窑积水探水线位置，以防开采上部煤层时和小窑、老窑穿透而产生透水事故。
2、探放水注意事项
1) 安装钻机探水前，要遵守下列规定：
（1）加强钻场附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板。
（2）清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，必须配备与探放水量相适应的排水设备。
（3）在打钻地点或附近安设专用电话。
测量和防探水人员必须亲临现场，依据设计，确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。
2) 探水钻孔应保持适当的超前距、帮距和密度。
3) 预计水压较大的地区，探水钻进之前，必须先安好孔口管和控制闸阀，进行耐压试验，达到设计承受的水压后，方准继续钻进。特别危险的地区，应有躲避场所，并规定避灾路线。
4) 钻孔内水压过大时，采用反压和有防喷装置的方法钻进，并有防止孔口管和煤(岩)壁突然鼓出的措施。
5) 钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员应立即向矿调度室报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。
6) 在钻探过程中，如发现孔内显著变软，沿钻杆向外流水等透空征兆时，应立即停钻，旋紧安全套管上的钻杆卡，切勿移动和起拔，钻机后面严禁站人，以免有害气体和大量积水突然涌出或高压水将钻杆顶出伤人。待检查各项措施并加固迎头等工作进行完毕后再行放水。
7) 探放老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。老空积水区高于探放水点位置时，只准用钻机探放水。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。钻孔接近老空，预计可能有瓦斯或其他有害气体涌出时，必须有瓦斯检查工或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其他有害气体浓度超过规程规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时处理。
8) 钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。放水过程中应经常检查孔内放出的瓦斯及其他有害气体的含量，以便采取措施。
9) 排除下山的积水以及恢复被淹井巷前，必须有矿山救护队检查水面上的空气成分，发现有害气体，必须及时处理。排水过程中，如有被水封住的有害气体突然涌出的可能，必须制定安全措施。
10) 严格鉴定放水效果，放水工作应尽量避免在雨季进行。放水终了时将会出现下列一些现象：
（1）完全不淌水，向里进风或向外出风；
（2）水流始终不断，但没有压力；
（3）捅捣时有小水流，不捅捣时无水。这时可停止放水，继续进行掘进工作。
3、探放水设计
1）探水起点的确定
为保证采掘工作和人员安全，防止误穿积水区，将水淹区的积水范围、水位标高、积水量等资料填绘在采掘工程图上，经过分析划出三条界线：即积水线、探水线、警戒线。探水线距积水线距离为60m，警戒线沿探水线外推50～150m。探水起点：由于积水范围不可能掌握得很准，因此必须在离可疑水源75～150m以外开始打钻探水。
2）探放水钻孔布置
见下图(图5-2-1)。
图5-2-1 探水钻的超前距、帮距
孔间距、允许掘进距离示意图
3）超前距
为探水钻孔终孔位置应始终超前掘进工作面的一段距离，一般采用20m，在厚度＜2m的薄煤层中超前距可缩短，但不得小于8m。本设计取20m。
4）允许掘进距离
为经探水证实无水害威胁，可安全掘进的长度，取20m。
5）帮距
为使巷道两帮与可能存在的水体之间保持一定的安全距离，即呈扇形布置的最外侧探水孔所控制的范围与巷道帮的距离，其值一般与超前距相同，有时可略比超前距小1～2m，本设计取18m。
6）钻孔密度(孔间距)
指允许掘进距离终点横剖面上，探水钻孔之间的间距，一般不超过3m，以免漏掉积水区，贵州省大方县一号煤矿取3m。
7）钻孔孔径
本设计配备ZDK-280/80探水钻，最大钻进深度75m，开孔直径87/130mm，终孔直径57/60mm。
8）钻孔数目及布置
（1）煤层平巷钻孔布置
主要是探巷道上帮小窑老空水，钻孔呈半扇形布置在巷道上帮。薄煤层一般布置3组，每组1～2个孔；厚煤层一般布置3组，每组不少于3个孔。
贵州省大方县一号煤矿薄煤层钻孔布置3组，每组2个孔；中厚煤层钻孔布置3组，每组3孔。钻孔之间的夹角为7～15°为大夹角，1～3°为小夹角，视小窑老空的规模而定，规模大者取大夹角，规模小者取小夹角。
（2）煤层上/下山巷道钻孔布置
钻孔呈扇形布置在巷道前方，薄煤层一般布置5组，每组1～2个孔；厚煤层一般布置5组，每组不少于3个孔，且每组钻孔至少有一孔见顶或底。
贵州省大方县一号煤矿开采煤层为中厚煤层，钻孔布置5组，每组3孔，每组钻孔有一孔见顶或底。钻孔水平及倾斜之间的夹角要求与平巷钻孔相同。
探水钻钻孔布置见图5-2-2，图5-2-3。
4、探放水设备选择
1）探放水设备选择依据
矿井用1个采煤工作面保证矿井年生产能力，正常生产期间配备2个掘进工作面。
2）探放水设备型号及数量
配备ZDK-280/80探水钻2台，探水钻的最大钻进深度75m，开孔直径87/130mm，终孔直径57/60mm，钻孔角度范围0～3600，配备动力4kw。
5、探放水的安全措施
1)探水前应加固探水工作区支架，背好帮顶，以免压力水冲垮煤壁和支架；
2)清理巷道，保证安全撤退路线畅通无阻；
3)保证水沟畅通，并有适当的坡度和断面，水仓和排水设备要有足够的容量和能力。
4)探水地点要安装电话，与所有可能受水威胁的工作地点连通，并事先制定好撤退路线，以防止意外事故的发生；
5)打钻过程中，如发现煤、岩松软或沿钻杆向外流水超过打钻正常供水量时，要立即停止打钻(不能移动或拔出钻杆)，派人监视水情并报告矿调度室，如果情况危急，要立即通知所有受威胁地点撤人，并采取应急措施；
6)钻孔接近采空区，可能有有害气体涌出，必须随时进行有害气体监测；探水点通风必须按有关规定进行。
五、注浆堵水措施
本设计不采用注浆堵水措施。
六、地表防治水措施
1、地表水防治设计依据
1）防洪标准及防洪坝墙设计要求
(1)井口和工业场地内建筑物的高程必须高于当地历年最高洪水位，保证任何情况下不致于被洪水淹没；
(2)在井口修筑坚实的高台或在井口附近修筑可靠的防洪堤和防洪沟，防止洪水灌入井下；
(3)防洪堤坝应选在水文地质、工程地质条件较好的地段，力求长度最短，阻水作用最大；
(4)一般在工业场地四周修筑沟渠，截洪泄洪，沟渠应避开煤层露头、裂缝、透水层和建筑群。
2）地形、水系和汇水面积
矿区位于白布河上游支流东侧分水岭斜坡地带，地形起伏较大，冲沟及岩溶发育。根据区域水文资料，区域内最低侵蚀基准面标高为1336m，而矿区含煤地层出露最低标高为1600m，高于最低侵蚀基准面264m。
区内地表无大的河流、塘坝，地表水体主要为少量泉点，主要为煤层顶底板灰岩岩溶泉水。
地质报告未提供汇水面积资料。
3）开采塌陷、裂隙对地表水系和降雨渗漏的影响
由于地下煤层的开采，使得采空区上方的地表有不同程度的移动和变形。其影响范围将略大于采空区范围。而当开采深度越大时，对地表的影响将越小。贵州省大方县一号煤矿井地处山区，煤层赋存较浅，地形高差较大，采空区引起的地表塌陷，可能会引起地形陡峭的地方发生崩塌、滑坡。对于地表沉陷形成的塌陷坑，要尽量整平，回填造地，易产生滑坡的地方应提前修筑挡土墙，打抗滑桩或削坡减载等，另外，平时应经常有巡视人员，发现问题及时处理。该矿地处山区单坡荒山地带，无特殊自然景观及人文景观。因此，采取以上措施后，因煤层开采而引起的地表塌陷不会给周围环境造成大的影响。
井下煤层的开采，可能形成有地表塌陷和开采引起的裂隙，由于裂隙的产生，将增加地表水与地下水之间的水力联系，降水将通过裂隙渗漏至井下，从而增加井下涌水量及构成井下透水威胁。因此需调查并采取填坑、补凹、整平等措施，以防止其对地表水系和降雨渗漏的影响。
2、地表水防治
1) 及时进行地表水文地质调查：必须及时查清矿区及其附近地面水流系统及渗漏情况，掌握当地历年降水量、山洪分布和最高洪水位资料，建立疏水、防水、排水系统。
2) 井口附近或塌陷区内外的地表水体可能溃入井下必须采取措施：容易积水的地点应修筑沟渠，排泄积水，对较低洼地点、塌陷区及地面裂隙应及时进行充填压实；排到地面的矿井水，必须妥善处理，避免再渗入井下；每次降大到暴雨时和降雨后，必须派专人检查矿区及其附近地面有无型缝、老窑陷落及岩溶塌陷等现象，发现漏水情况，必须及时处理。
3) 为了防止雨水渗入到井下，在矿区内采取填坑、补凹、整平地表、修筑排洪沟等措施。另外为防止山洪爆发及地表水不至冲垮地面建筑物，应及时清理河床。
4) 井口上方，地面工业广场建筑物周围等修筑排截水沟，进行防排水。
5) 严禁将矸石、炉灰、垃圾等杂物堆放在山洪、河流可能冲刷到的地段。
6) 井口标高是否高于历年最高洪水位需进一步进行实际了解，并采取相应措施，防止地表水涌入井下。
3、 地表水防治工程及设备
1）防洪道工程
井口上方及工业场地四周修筑截水沟，拦截山洪水，截水沟断面0.5×0.5m，沟坡度不小于3‰。
2）防洪堤坝工程
矿井地面工业场地顺山坡布置，东侧有山洪泻水溪沟，为防止雨季洪水侵入场地，可对该溪沟进行深挖、扩宽，可起到排泄雨季洪水作用，无需设置专门防洪堤坝。
3）排涝工程
建筑物周围及易积水区域设排水沟，排水沟为0.5m×0.5m钢筋混凝土盖板沟，排水沟汇集后排入在矸石挡墙下方排入小溪沟。
4）地面水体必须留设的安全煤柱
地表无需防护水体，但应加强对地表塌陷及裂缝的观测，防止采空区塌陷后形成导水通道将降雨积水引入。
5）其他地表水防治工程
在矿区范围内存在的边坡上沿设截水沟，坡脚排水沟。
第三节 井下防治水安全设施
一、排水设施
1、排水设施设计依据
根据贵州省地矿局102地质大队2002年1月提交的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》提供矿井涌水量资料：预计开采M51煤层期间，矿井正常涌水量5m3/h，最大涌水量30m3/h。随着开采深度的加深及开采层数的增加，矿井涌水量将逐步加大。
本设计按正常涌水量10m3/h，最大涌水量30 m3/h考虑，正常生产后根据实测涌水量调整排水设施。
2、排水系统方案选择
1）排水方案：在井下水仓安设排水泵经运输上山在经主斜井排出地表。
2）排水系统：
（1）工作面(自流)→工作面运输顺槽(自流)→回风上山(自流)→水仓(水泵房安设排水泵)→运输上山→主斜井→地面。
（2）工作面回风顺槽(自流)→回风上山(自流)→水仓(水泵房安设排水泵)→运输上山→主斜井→地面。
（3）主斜井(自流)→运输上山(自流)→水仓(水泵房安设排水泵)→运输上山→主斜井→地面。
（4）回风斜井(自流)→回风平巷(自流)→回风上山(自流)→水仓(水泵房安设排水泵)→运输上山→主斜井→地面。
（5）掘进运输顺槽(自流)→运输上山(自流)→水仓(水泵房安设排水泵)→运输上山→主斜井→地面。
3）水沟断面：一般设置为直角梯形或矩形水沟。当设置为直角梯形断面时， 上宽0.3m、下宽0.25m，高0.3m；当设置为矩形水沟时，宽0.3m，高0.3m。
3、水仓布置及容量
1）水仓布置
贵州省大方县一号煤矿为斜井开拓，设计在+1653.9m标高布置水仓，要求设置主水仓和副水仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。主副水仓布置在岩石中。
2）水仓容量
根据贵州省地矿局102地质大队2002年1月提交的《贵州省大方县一号煤矿地质勘查报告》提供的资料，矿井正常涌水量5m3/h，本设计按正常涌水量10m3/h考虑(矿井必须实测矿井涌水量，并根据其涌水量大小调整水仓容量)，按8小时正常涌水量计算，水仓有效容量为10×8=80m3，本设计水仓净断面为5.7m2，水仓设计最小长度均按15m计，工程量见表5-3-1。
副水仓 煤层 砌碹 15 5.7 7.4 80 119
4、水泵选择
1）设计依据
(1)矿井正常涌水量：QB=5m3/h(本设计取正常涌水量为QB=10m3/h)
(2)矿井最大涌水量：Qmax=30m3/h
(3)排水垂高：HP=100m
2）水泵选型
（1）水泵参数计算
①所需水泵最小流量
(5-3-1)
②所需水泵最大流量
(5-3-2)
③水泵扬程
HB=1.25(HP+ HX) (5-3-3)
=1.25(100+6)=132.5 m
式中：K——管路损失系数，垂直管路K=1.1～1.15，倾斜管路K=1.25～1.30
Hx——吸水高度，m。
（2）水泵型号及台数的确定
根据QBm和HB值，选择额定值接近的80D30×4型多级分段式离心泵，其流量为23—50m3/h，扬程为106.4—136.8m；电机型号为JO272—2，功率30kw；水泵的吸、排水管道管径Φ=80mm，初期可通过调整水泵级数，以满足矿井排水要求。
根据《煤炭工业小型煤矿设计规定》，对于矿井正常涌水量在50m3/h及以下、最大涌水量在100m3/h及以下的矿井，选择三台水泵、敷设一条排水管线，其中一台工作、一台备用、一台检修。
以上涌水量并不是实测数据，因此，所选水泵仅供参考，矿井在进行正常生产时必须进行涌水量的实测，根据实际涌水量采用相应的排水设备。
3）主要水泵房和通道布置及安全出口
井下水泵房布置按相关规程文件选用。水泵房净断面积5.7m2，掘进断面积7.4m2,长度15m，为半园拱形锚喷巷道。2台水泵可共用一个吸水井，但其滤水器边缘间的距离不得小于吸水管直径的两倍。
井下排水泵房设有2个安全出口，1个出口与回风上山相连，作为水泵房回风及行人入口，另一出口为水泵房进风通道与运输上山相连，水泵房进风道安设1道调节风门调节水泵房供风。
各条通道的出口必须安设铁栅栏门，警示牌。
4）排水管路趟数、规格选择
主排水管设两趟，即工作水管和备用水管，沿轨道下山敷设，采用管接头或直接焊接连接。水泵的吸、排水管道选用φ75铸铁管两趟，正常涌水时期一趟工作，一趟备用，其中工作水管的能力在20h内排出矿井24h正常涌水量。最大涌水时期两趟同时工作，全部水管的能力在20h内排出矿井24h最大涌水量。
二、防水设施
1、在采空区、断裂破碎带附近、开采水平和采区之间留设防水安全煤柱；巷道掘进时，必须探水前进。
2、在采空区等有突水危险的地区以及井底车场、水泵房设置防水闸门（本设计在开采M51煤层不设置防水闸门）。防水闸门要设在巷道穿过有足够强度隔水层的适当地段上。
3、采掘工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
4、矿井必须随时保证井下主要排水通道的畅通，防止排水沟或其巷道受阻。在开采至下部水平，进行上山开采时，若根据实测发现老窑、小窑积水对矿井有突水淹井危险时，在其上部以及有突水危险的地区就应设置防水闸门，并且能有将水引入运输下山的排水措施。在进行下部开采时，若矿井有突水淹井危险，必须在其井底以及有突水危险的地区设置防水闸门。防水闸门必须采用定型设计，其施工及质量，必须符合设计要求，闸门和闸门硐室不得漏水。
三、矿井透水时的措施
1、透水预兆
1）采掘工作面透水前，一般有下列预兆：
（1）煤壁发潮、发暗；
（2）煤壁或巷道壁“挂汗”；
（3）巷道中气温降低；
（4）顶板来压，顶板淋水加大或底板鼓起有渗水；
（5）出现压力水线，这是离水源很近的现象；
（6）有水声，一种是受挤压发出的“嘶嘶”声，另一种是空洞泄水声，均是离水体很近的预兆；
（7）有硫化氢(H2S)或二氧化碳(CO2)气体出现。
2）当发现工作面有透水预兆时，说明已接近水体，此时应停止作业，并报告矿调度室，采取有效措施，以防止透水事故的发生。
2、透水时的措施
1）井下发生透水时，在现场的工作人员，报告调度室的同时，应就地取材积极封堵透水孔，加固工作面支护，防止事故继续扩大。如果情况紧急，来不及进行加固工作，现场售货员应按避灾线路撤退到上一水平进风巷或地面，切勿进入独头的下山巷道。如万一无法或来不及撤至上水平，可暂时找一独头上山避难待救。遇难人员要保持镇静，避免消耗体力过度。
2）矿领导接到透水报告后，应立即报告上级有关部门和矿山救护队，同时通知受透水事故威胁的人员撤离危险区，关闭有关水闸门，开动井下排水设备，积极组织力量，进行抢险救灾，营救遇难人员。
四、水灾避灾路线
1、工作面：工作面→工作面回风顺槽→回风上山→回风平巷→回风斜井→安全出口→地面。
2、掘进面：掘进面→掘进运输顺槽→联络巷→回风斜井→安全出口→地面。
第六章 矿井集中安全监测监控
第一节 概述
一、安全监测监控系统设置要求
1、设置安全监控系统的重要性
煤矿生产的主要特点之一是井工生产，井下环境差，瓦斯易于集聚，容易引起瓦斯和煤尘爆炸而酿成事故，另一特点是大型机电设备多，如提升机(绞车)、胶带运输机、通风机、压风机、电气设备等，这些设备的正常运转与否，对矿井安全生产影响极大。为了实现煤矿安全生产，管理人员能够及时了解和掌握井下环境和设备运转的状态，设置安全监控系统具有及其重要的意义。根据国家煤矿安全监察局文件“关于印发《煤矿初步设计矿井通风与安全设计编制内容》的通知”，必须要求设计配置矿井安全监测监控系统，对矿井瓦斯，井下环境和大型机电设备的工作状态进行实时监测。以便有关领导及有关工作人员及时了解情况，采取有效措施。因此必须安设安全监控系统。
2、安全监控系统设置的条件及要求
1）条件
矿井监测监控系统是指对煤矿井上、下的环境参数及有关生产环节的机电设备运行状况进行检测，用计算机对采集的数据进行分析处理，对设备、局部生产环节或过程进行控制的一种系统。根据《煤矿安全规程》158条“高瓦斯矿井必须装备矿井安全监测监控系统”，贵州省大方县一号煤矿井属高瓦斯矿井，应设置煤矿安全监控系统。
2）要求
(1)能对瓦斯、CO、温度、风速、(风量)流量、压力、风门开闭、设备开停等环境和生产系统参数进行集中检测，并能发出声光报警信号，对有关机电设备断电。
(2)系统具有联网接口，可与矿井综合管理信息系统中的计算机网络配接。
(3)系统配套便携式电话，以便与系统主机、分站及主要传感器等之间进行通讯联络检测地点、监测内容的确定。
二、安全监测监控系统选择
1、开采技术条件和安全条件
1）开采技术条件
通过上述地质勘探工作，认为本井田资源丰富可靠。根据井田内的地形地貌和煤层的赋存情况，具有斜井开拓的有利条件。主采煤层赋存稳定，构造简单，全区可采。设计开采煤层以低硫、低灰、高发热量煤为主，水文地质条件简单，顶底板条件较好，为矿井的稳产创造了良好的条件。
2）安全条件
（1）水文
矿区位于白布河上游支流东侧分水岭斜坡地带，地形起伏较大，冲沟及岩溶发育。根据区域水文资料，区域内最低侵蚀基准面标高为1336m，而矿区含煤地层出露最低标高为1600m，高于最低侵蚀基准面264m。
矿区内地层产状较缓，出露地层仅有二叠系中统龙潭组及下茅口组，且均出露不全。其中，龙潭组(P2l)岩性为粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、泥岩粘土岩和煤层等，含水性较弱，是良好的隔水层，对煤层开采影响很小。茅口组(P1m)岩性为浅灰色厚层—巨厚层状粗至细晶灰岩，夹燧石条带或结核，岩溶较发育，地表常形成负地形，该层在矿区内出露标高相对较高，地下水位相对较低，其上部透水但不含水，加之其下伏于龙潭组煤系地层之下，对煤层开采影响很小。本区地层产状平缓，煤层埋深较浅，加上煤层顶底板岩层均有不同程度的风化，采煤时容易发生冒顶等破坏隔水。
（2）顶、底板
设计主采M51、M73煤层：
M51、M73煤层：直接顶板均为粉砂质粘土岩，底板均为粉砂质粘土岩。顶底板皆为中等稳定至不稳定较软岩层，顶板围岩稳定时间短，易产生冒顶片帮，需加强支护；底板表面易风化，遇水易膨胀而产生底鼓。
矿区内主采煤层顶板均为泥质粉砂岩、粉砂岩，其抗压强度及抗剪强度均较低，易破碎，稳定性较差；底板均为粘土岩，吸水后易膨胀。
（3）瓦斯
矿区范围内可采煤层属高瓦斯、高变质煤，同一煤层瓦斯含量向深部略有增高的趋势。矿井为新建矿井，地质报告勘探程度较低，无区内瓦斯资料数据。参照贵州省煤炭管理局对毕节地区大方县凤山乡大路边煤矿2005年度瓦斯等级鉴定的批复，，在开采M51、M73煤层时，设计按高瓦斯进行，取瓦斯相对涌出量为15m3/t。
建井与投产后必须及时进行瓦斯涌出量测定，以实际测定数据进行矿井通风能力的核定与通风系统设备选型及风量的重新计算和校核，并采取针对性的预防措施。
（4）煤尘爆炸性
矿井为新建矿井，地质报告勘探程度较低，无区内煤尘爆炸资料数据。矿区及邻区未发生过煤尘爆炸，煤尘爆炸性指标不详。设计对M51、M73煤层有煤尘爆炸危险性进行。
（5）煤的自燃倾向性
矿井为新建矿井，地质报告勘探程度较低，无区内瓦斯资料数据。矿区及邻区未发生过煤层自燃发火现象，煤层自燃发火资料不详。设计对M51、M73煤层按具有自燃倾向性煤层进行。
（6）煤与瓦斯突出
矿井无煤与瓦斯突出危险性资料，大方县一号煤矿现未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，该矿与该矿所处区域其它矿井均无煤与瓦斯突出历史记录。
为保证煤矿建设和生产的安全性，建议在未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定前，矿井建设和生产时暂按煤与瓦斯突出矿井进行管理。在建设和生产中需作好煤与瓦斯突出预测及鉴定工作，矿井施工及安全管理中应引起高度重视。石门揭煤和巷道过断层时必须采取相应的安全措施。
矿井应及时补充区内各开采煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定工作，并依据实际鉴定结果采取相应安全措施，以指导矿井安全生产。
2、安全监测、监控和传输设备系统选择
本煤矿监测监控系统设备选型设计根据系统的主要特点，技术的选进性、技术性能、软件功能、用户使用反馈意见，系统发展前景，对贵州省大方县一号煤矿监测特点的适应性以及售后服务的保证程度方面，经过多家产品的对比分析，建议选用煤炭科学总院重庆分院仪表所研制的KJ90型煤矿综合监控系统，该设备先进，功能强，且有较强的密码保护体系，只有授权人员才能登录对系统关键数据进行操作和维护。
1）系统功能
(1)能对瓦斯、CO、温度、风速、(风量)流量、压力、风门开闭、设备开停等环境和生产系统参数进行集中检测，并能发出声光报警信号，对有关机电设备断电。
(2)系统具有联网接口，可与矿井综合管理信息系统中的计算机网络配接。
(3)系统配套便携式电话，以便与系统主机、分站及主要传感器等之间进行通讯联络检测地点、监测内容的确定。
2）系统软件功能
系统软件应用具有良好的用户界面，操作使用方便。具有如下功能：
（1）具有汉字功能；
（2）具有数据采集、数据处理、数据存储、数据查询功能；
（3）具有超限报警、故障检测功能；
（4）具有各种图形显示功能，可显示系统配置巡查图，生产工艺流程模拟图、设备运转工况图、通风系统及模拟量统计值曲线与实测图曲线等多种图形；
（5）井下分站和测点变更情况进行生成操作的功能。
（6）有自动打印班报、日报、月报等各种报表，打印主机屏幕上的图形、曲线和表格的功能。
第二节 安全监测、监控和传输设备选择
一、监测、监控设备的选择原则
1、设备必须符合有关国家标准和行业标准，通过煤炭行业标准化归口审查，通过国家技术监督局认证的检测机构的型式检验。用于爆炸环境的煤矿安全监控设备，还必须通过国家技术监督局认证的检测机构防爆检验，并取得“防爆合格证”。
2、优先选用本质安全型设备。
3、安全监测、监控设备必须具有故障闭锁功能。
4、安全监测、监控设备必须具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能。当主机和系统发生故障时，必须保证甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能。当电网停电后安全监测、监控系统必须保证正常工作时间不小于2h。
5、为防止雷电通过矿井安全监测、监控系统引起井下瓦斯爆炸。系统设备必须具有防雷保护。
6、为防止人为取消断电功能，保障煤炭安全生产，系统设备必须具有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、存储和打印报表功能。
7、传输设备应符合《中华人民共和国煤炭行业标准煤矿用信息传输装置》(MT/T 899-2000)。
8、用于监测、监控系统误码率不应大于106，最大巡检周期不应大于30s。
9、安全监测、监控设备之间的输入输出信号必须为本质安全型信号，设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话线和动力电缆等共用。
二、监测监控系统信息的管理
煤矿对动态管理的要求特别突出，信息的实时性要求高，领导层要求全面掌握矿井各方面的生产情况，以及各种重要机电设备运转情况，以指挥和调度作业。由于煤矿生产的特点，安全管理和调度管理具有特别重要的地位。管理系统功能的发挥受监测监控系统的制约，把监测监控系统已处理的实时信息送到计算机信息处理系统作进一步处理，作为决策依据是十分必要的。
监测实时信息的管理，在硬件连接拓扑已定的前提下，从以下三个方面实现：
1、监测实行信息发送
监测实行信息发送对网络通讯接口软件的基本要求如下：
1) 网络通讯接口软件能连续地循环运行，实时地发送监测监控系统主机采集到的实时信息，最大延时不超过1秒。
2) 只要监测监控系统处于工作状态，则实时信息就处于发送状态。
3) 网络通讯接口软件应易于维护。
2、监测实时信息接受
监测实时信息接受由Novoell网卡与网络通讯接口软件组成。Novoell网卡的使用寿命应不低于监测监控系统主机的使用寿命。监测实时信息接受对网络通讯接口软件的基本要求如下：
3、建立动态信息库
监测监控系统采集来的实时信息，经加工处理形成井下安全生产动态信息库。动态信息库的信息一般供调度指挥及查询系统使用。
4、实时数据保存
对动态信息库进行加工处理，选择产生专业信息库。环境参量和重要机电设备工况实时信息应能保存一定时间，必要时可长期保存在物理介质上，供有关科室管理使用。
三、实时信息查询系统
矿领导和有关部门可以在自己的办公室微机上而不必到调度室或信息中心就可随时查看全矿的监测实时信息，及时了解井下安全生产等安全生产信息。
监测实时信息，应分若干查询子系统，矿领导和有关部门领导按职责范围使用相应的查询子系统。
四、监测、监控设备选型及布置
从本煤矿需要监测监控的信息源来看，本煤矿的监测监控点的分布具有集散型的特点。因此监测监控系统的设计必须要适应这一监测特点，采用分站式结构。在测点较集中的地点设置信息采集站。
大方县一号煤矿设计安全生产监测监控系统中设置3个分站，地面设立1个中心站。各分站设置地点及监测监控内容详见“矿井安全监测系统及传感器配备表6-2-1”和“大方县一号煤矿矿井安全集中监测监控传感器布置图”及“大方县一号煤矿矿井安全集中监测监控系统布置图”。
五、传输设备及器材选型
安全监测、监控设备之间的输入输出信号必须为本质安全型信号，设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话线和动力电缆等共用。贵州省大方县一号煤矿中心站到分站选择主通讯电缆PUYVR 1*4*7/0.37进行传输；分站到模拟量传感器电缆选择PUYR 1*4*7/0.43进行传输；分站到开关量传感器电缆选择PUYVR 1*2*7/0.28进行传输。
第三节 监测设备各类传感器布置
一、传感器布置
1、各传感器的布置地点及数量
见表6-3-1及表6-3-2。
表6-3-1 各地点传感器布置表
T1—回采工作面风流中的CH4传感器 T1—掘进工作面风流中的CH4传感器
T2—回采工作面回流中的CH4传感器 T2—掘进工作面回流中的CH4传感器
二、各类传感器参数的有关参数
1、瓦斯传感器
瓦斯传感器设置在井下工作面，掘进头、回风巷道等地方，用于连续监测井下气体中甲烷含量，当甲烷含量超限时，应具有声光报警功能，同时由有关设备切断相应范围的电源。
传感器的测量范围：0～4％CH4连续可测
传感器的测量误差：对0～1％CH4范围为±0.1％CH4
对1～2％CH4范围为±0.2％CH4
对2～4％CH4范围为±0.3％CH4
报警值0.5～1.5％可调，光信号应能在20m内清晰可见。
传感器的响应时间应不大于15s。
瓦斯传感器参数要求详见表6-3-3。
表6-3-3 CH4传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围
3、负压传感器
负压传感器安装在通风机的进风口处，用于连续监测矿井风机的负压。
测量范围：0.25～-5kPa(表压)，测量精度：≤±1％
4、电机设备开停传感器
安装在井下各电机设备设置处，用以监测各电机设备的开、停状态，保证机电设备的正常运行。
5、风门开闭传感器
安装在井下各风门上，用以监测各风门的开、关状态。
6、瓦斯传感器的安设
必须垂直悬挂，距顶板(顶梁)不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。
三、安装、使用和维护
1、安装断电控制系统时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线。安全监控设备的供电电源必须取自被控制开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。
拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电气设备、需要安全监控设备停止运行时，须报告矿调度室，并制定安全措施后方可进行。
2、安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备，每7天必须使用校准气样和空气样调校1次。每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。
3、必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8h内对2种设备调校完毕。
4、必须设专职人员负责便携式甲烷检测报警仪的充电、收发及维护。每班要清理隔爆罩上的煤尘，发放前必须检查便携式甲烷检测报警仪的零点和电压或电源欠压值，不符合要求的严禁发放使用。
5、配制甲烷校准气样的装置和方法必须符合国家有关标准，相对误差必须小于5%。制备所用的原料气应选用浓度不低于99.9%的高纯度甲烷气体
第四节 矿井各传感器的装备数量
一、矿井传感器装备标准
大方县一号煤矿按高瓦斯矿井设计和管理，必须严格执行《煤矿安全规程》。矿井采用斜井开拓方式，正常生产期间布置1个回采工作面，1个掘进工作面。根据该矿各监测地点及监测内容表，即可确定所需的传感器种类和数量。同时根据各传感器在运行期间的故障，考察一定的备用量，各传感器的备用系数为：瓦斯传感器：35%；负压传感器：25%；其它模拟传感器：20%；开关类传感器：20%；控制类传感器：20%。
二、矿井各类传感器的装备量
传感器的装备量、备用量及配备总量：见表6-4-1。
同时配备矿井安全监测传感器的检验装置，以保矿井监测探头的准确正常工作。
第五节 矿井安全监测监控系统运行可靠性分析
一、安全监测监控系统选择的合理性与先进性
煤炭科学总院重庆分院是我国从事煤矿安全的专业研究院，其在“六．五”期间就与兄弟院所共同承担了我国第一代KJ1型矿井环境与生产监测系统攻关项目的研究，并取得了技术上的突破，该项目获国家科技进步三等奖。之后，在吸取国内外煤矿环境监测系统优点的基础上，分院仪表所于1990年成功研制出了KJ90型煤矿监控系统，并在实际推广应用中不断完善和发展，到目前已发展到第四代产品，它是集环境安全、生产监控、信息管理、工业图象监控和多种子系统为一体的新型煤矿综合监控系统，以其技术的先进性和实用性深受煤矿用户的欢迎。
该系统是煤炭部首批定点生产的监控系统之一，在煤矿行业得到了很好的推广应用，曾获四川省科技进步三等奖，并在其它非煤矿行业如环保、化工、公路、铁路、隧道及民用方面也得到应用。KJ90型系统具有成套性好，可靠性高等特点。
到目前为止，已在国内多个省区推广使用了五十多套KJ90型系统，用户遍及四川、贵州、河北、安徽、江苏、新疆、广西、山西、山东等省区，且反映良好，取得了较好的经济效益和社会效益。而且我们利用重庆分院的技术优势，不断给新老用户提供良好的技术服务和优惠给予产品的升级换代。
二、总站和分站设置地点、数目和传输系统的可靠性
大方县一号煤矿在地面设置1个中心站，2台主机(其中1台备用)，设置3个分站。分别在风井风机房内内设置1个中型分站F1，在绞车房内设置1个大型分站F2，在水泵房内设置一个大型分站F3。根据设计选型建议推荐采用的KJ90监测监控系统能比较全面的反映大方县一号煤矿井下生产过程的情况，可对矿井环境和工况参数实现较全面的监控，随着矿井开采深度的增加，本系统可增容扩大监测范围和增加监测传感器。
安全监控设备必须具有故障闭锁功能：当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后，自动解锁。
矿井安全监控系统必须具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能；当主机或系统电缆发生故障时，系统必须保证甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能；当电网停电后，系统必须保证正常工作时间不小于2小时；系统必须具有防雷电保护；系统必须具有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、存储和打印报表功能。
矿井建立安全监测监控系统巡回检查制度。安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备，每7天必须使用标准气样和空气调校1次，每7天对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。每天检查安全监控设备及电缆是否正常，用甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照、记录、并将结果报告监测值班员。两者误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并在8小时内对2种设备调校完毕。
三、管理机构和人员培训的保证程度
1、管理机构
1)在监控系统中心站必须24小时有人值班，值班人员随时监控各分站传感器的运行情况，发现异常情况，及时汇报给矿负责人安排处理。
2)掘进工作面放炮前，必须对工作面瓦斯传感器等进行保护，防止因放炮冲击波损坏瓦斯传感器的设施。
3)每月定期将传感器送到厂家在当地设立的维修站进行校正。在运行过程中如发现传感器异常，必须及时将传感器送到厂家在当地设立的维修站进行校正、维修。
4)系统值班人员必须每将天的监控报表打印出来，矿负责人必须每天对报表进行检阅，发现问题及时处理，审阅后的报表必须及时存档，以备查阅。
5)监测监控系统必须定期维修、保养，监控室必须保证清洁卫生，确保监控设备一尘不染，值班人员必须爱护监控设备。监控室不得堆放杂物。
6)安装断电监控系统时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线。安全监控设备的供电电源必须取自被控制开关的电源侧。拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源及控制线，需要监控设备停止运行时，须报告调度室，并制定安全措施后方可进行。
7)矿井建立安全监测监控系统巡回检查制度。安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备，每7天必须使用标准气样和空气调校1次，每7天对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。每天检查安全监控设备及电缆是否正常，用甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照、记录、并将结果报告监测值班员。两者误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并在8小时内对2种设备调校完毕。
8)必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者数据误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施必须在8小时内对2种设备调校完毕。
9)安全监测仪器应定期送由国家授权的安全仪表计量检测单位或具有相关资质的单位检验。
2、人员培训
1)矿上领导、管理人员以及监测监控系统的维护操作人员必须要求并接受矿井监测监控系统厂家的技术培训，在系统的试运行和运行的管理培训上要达到能熟练掌握系统的操作、管理和维护的要求。煤矿必须在厂家的指导下制定“监测监控系统”的管理办法、操作规程和岗位责任制。
2)监测监控系统地调试完毕后，矿上必须派出专人参加厂家组织的监控培训班，学习监控系统的运行原理、流程和日常维护，学习监控系统的基本管理知识；监控系统必须由专职维护工进行日常维护和检修。
四、地面中心站场地技术安全要求
1、中心站选址要求
中心站选址应避开如下区域：发生火灾危险程度高的区域；有害气体来源以及存放腐蚀、易燃、易爆物品的地方；低洼、潮湿、落雷区域和地震频繁的地方；强振动源和强噪音源；强电磁场的干扰的地方；设在建筑物的高层或地下室，以及用水设备的下层或隔壁；重盐害地区。
2、中心站防火要求
与中心站相关的其余基本工作房间及辅助房间，其建筑物的耐火等级不应低于TJ16中规定的三级耐火等级。
3、中心站室内装修要求
室内装修材料应符合TJ16中规定的难燃材料和非燃材料，应能防潮、吸音、不起尘、抗静电等。计算机机房地面应铺设活动地板，活动地板应是难燃材料或非燃材料。活动地板应有稳定的抗静电性能和承载能力，同时耐油、耐腐蚀、柔光、不起尘等。具体要求应符合GB6650《计算机机房用活动地板技术条件》。异型活动地板提供的各种规格的电线、电缆、进出口应做得光滑、防止损伤电线、电缆。活动地板下的建筑地面应平整、光洁、防潮、防尘。在安装活动地板时，应采取相应措施，防止地板支脚近水平、移位、横梁坠落。
4、中心站供配电要求
计算站应设专用可靠的供电线路。计算机系统的电源设备应提供稳定可靠的电源。供电电源设备的容量应具有一定的余量。计算机系统的供电电源技术指标应按GB2887《计算站场地技术要求》中的规定执行。
机房须配备电源稳压设备，为计算机主机和终端配备USP电源。计算机系统接地应采用专用地线。专用地线的引线应和大楼的钢筋网及各种金属管道绝缘。计算机机房应设置应急照明和安全口的指示灯。
5、中心站空调系统配置要求
计算机机房应采用专用空调设备，若与其他系统共用时，应保证空调效果和采取防火措施。采用风冷热泵式局部空调机组，空调的室外机组应安装在便于维修和安全的地方。中心站的环境条件应满足计算机厂家关于安装环境中的对空调系统的技术要求。
6、其它设备和辅助材料
计算机机房使用的磁盘柜、磁带柜、终端点等辅助设备应是难燃材料和非燃材料，应采取防火、防潮、防磁、防静电措施。计算机机房内所使用的纸，磁带和胶卷等易燃物品，要放置于金属制的防火柜内。
7、火灾报警及消防设施
中心站内应设置卤代烷1211或1301灭火器。室内除纸介质等易燃物质外，禁止使用水，干粉或泡沫等易产生二次破坏的灭火剂。
8、其他防护和安全管理
1）防静电
计算机机房的安全接地应符合GB2887中的规定。(注：接地是防静电采取的最基本措施)计算机机房的相对湿度应符合GB2887中的规定。 在易产生静电的地方，可采用静电消除剂和静电消除器。
2）防雷击
计算机机房应符合GB157《建筑防雷设计规范》中的防雷措施。 在雷电频繁区域，应装设浪涌电压吸收装置。
3）防鼠害
在易受鼠害的场所，机房内的电缆和电线上应涂敷驱鼠药剂。 计算机机房内应设置捕鼠或驱鼠装置。
9、井下分站场地技术安全要求
贵州省大方县一号煤矿的井下监测分站均安放在新鲜风流中，符合煤矿安全规程的要求，同时井下分站还需要满足以下的要求：
1) 井下分站处要适当扩大巷道断面，并加强支护。
2) 分站处采用不燃性材料支护。
3) 分站处不得有滴水和流水，地面干燥。
4) 分站应布置在直线巷道处。
5) 分站不得直接放置地上，应放置在离地15㎝的固定架上。
第六节 安全监测监控系统管理及校验制度
1、在监控系统中心站必须24小时有人值班，值班人员随时监控各分站传感器的运行情况，发现异常情况，及时汇报给矿负责人安排处理。
2、监测监控系统地调试完毕后，矿上必须派出专人参加厂家组织的监控培训班，学习监控系统的运行原理、流程和日常维护，学习监控系统的基本管理知识；监控系统必须由专职维护工进行日常维护和检修。
3、掘进工作面放炮前，必须对工作面瓦斯传感器等进行保护，防止因放炮冲击波损坏瓦斯传感器的设施。
4、每月定期将传感器送到厂家在当地设立的维修站进行校正。在运行过程中如发现传感器异常，必须及时将传感器送到厂家在当地设立的维修站进行校正、维修。
5、系统值班人员必须每将天的监控报表打印出来，矿负责人必须每天对报表进行检阅，发现问题及时处理，审阅后的报表必须及时存档，以备查阅。
6、监测监控系统必须定期维修、保养，监控室必须保证清洁卫生，确保监控设备一尘不染，值班人员必须爱护监控设备。监控室不得堆放杂物。
7、安装断电监控系统时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线。安全监控设备的供电电源必须取自被控制开关的电源侧。拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源及控制线，需要监控设备停止运行时，须报告调度室，并制定安全措施后方可进行。
8、安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次，甲烷传感器采用载体催化元件的甲烷检测设备，每7天必须使用标准气样和空气样调校1次。每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。
9、必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者数据误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施必须在8小时内对2种设备调校完毕。
安全监测仪器应定期送由国家授权的安全仪表计量检测单位或具有相关资质的单位检验。
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致 谢
经过两个月的忙碌和工作，我的大学本科毕业设计《大方县一号煤矿通风与安全设计》已经接近尾声，作为一个本科生的我，由于经验的匮乏，难免有许多考虑不周全的地方，如果没有导师的督促指导，以及一起学习奋斗的同学们的支持，想要完成这次设计是难以想象的。
本次设计是在我的导师袁梅副教授的亲切关怀和悉心指导下完成的。 她严肃的科学态度，严谨的治学精神，精益求精的工作作风，深深地感染和激励着我。从课题的选择到设计的最终完成，袁老师都始终给予我细心的指导和不懈的支持。几年多来，袁教授不仅在学业上给我以精心指导，同时还在思想、生活上给我以无微不至的关怀，在此谨向袁梅老师致以诚挚的谢意和崇高的敬意。我的设计较为复杂烦琐，但是袁梅老师仍然细心地纠正图纸中的错误。我除了敬佩袁梅老师的专业水平外，她的治学严谨和科学研究的精神也是我永远学习的榜样，并将积极影响我今后的学习和工作。
其次要感谢和我一起做设计的同学们，在本次设计中他们以勤奋工作，并拿出他们宝贵的时间来帮助我完成我的毕业设计。如果没有他们的支持和帮助，此次设计的完成将变得非常困难。
然后我还要感谢大学四年来教导过我的所有的老师，为我们打下煤矿安全专业知识的基础；同时还要感谢我们班的同学们，正是因为有了你们的支持和鼓励。此次毕业设计才会顺利完成。
最后感谢贵州大学大学四年来对我的大力栽培的各科任课老师们。你们不仅给我传授了基本的学习本领，还教会了我们一些基本的科学文化知识，更重要的是将我从高中朦胧状态中解脱出来，帮助我树立正确的人生观、价值观和优良的品德。你们对我的关心和帮助是不可磨灭的，无论学业上还是生活上，我能在此做出毕业论文和作品不得不感谢这些大学里面帮助和指导过我的老师们。谢谢了！老师。
