贵州省普安县楼下郭家地煤矿扩建开采方案设计说明书.docx

1.
地形地质图
103

1:5000
2.
井田勘察线地质剖面图

采用
1:5000
3.
矿区含煤地层综合柱状图

采用
1:500
4.
矿井开拓方式平面图
109-1

1:5000
5.
矿井开拓方式剖面图
109-2

1:5000
6.
采区布置机械设备配备平面图
163-1

1:2000
7.
采区布置机械设备配备剖面图
163-2

1:2000
8.
矿井容易时期通风系统及通风网络图
171-1

示意图
9.
矿井困难时期通风系统及通风网络图
171-2

示意图

前　　言 5
第一章　井田概况及地质特征 12
第一节　井田概况 12
第二节　地质特征 14
第二章　井田开拓 27
第一节　井田境界及储量 27
第二节　矿井设计生产能力及服务年限 33
第三节　井田开拓 35
第四节　井筒 40
第五节　井底车场及硐室 47
第三章　大巷运输及设备 50
第一节　运输方式的选择 50
第二节 矿车 51
第三节　运输设备选型 53
第四章　采区布置及装备 54
第一节 采区布置 54
第二节　采煤方法 57
第三节　巷道掘进 63
第五章　通风与安全 66
第一节　概况 66
第二节　矿井通风 75
第三节　灾害预防及安全装备 95
第六章　提升、通风、排水和压缩空气设备 160
第一节　提升设备 160
第二节　通风设备 171
第三节　排水设备 174
第四节　压缩空气设备 180
第七章　建井工期 185
第一节　建井工期 185
第二节　产量递增计划 187
第八章　技术经济 189
第一节　劳动定员及劳动生产率 189
第二节 投资概算及资金筹措 190
第三节　原煤生产成本 192
第四节　销售收入、税金及利润估算 193
第五节　概略财务评价 194
第四节　矿井设计主要技术经济指标 194

根据《关于进一步做好煤矿整顿关闭工作意见的通知》（国办发[2006]82号）等文件精神，贵州省出台了《贵州省煤矿整合指导意见》（黔煤办字[2006]291号）文件，确定了贵州省煤矿整合工作方针，并具体规划了煤矿整合工作步骤。
普安县楼下郭家地煤矿（以下简称郭家地煤矿）在《贵州省人民政府关于黔西南自治州兴义市等六县（市）煤矿整合和调整布局方案的批复》（黔府函[2006]201号）指导下，进行整合工作。根据贵州省国土资源厅《关于调整普安县郭家地煤矿矿区范围的批复》（黔国土资矿管函［2007］1712号）文确定，郭家地煤矿生产规模为0.45Mt/a，矿区面积为：4.23 km2，开采标高为：1350～1650m。为此，郭家地煤矿委托重庆华地工程勘察设计院编制《普安县楼下郭家地煤矿（扩建）开采方案设计》。
普安县楼下郭家地煤矿位于普安县楼下镇泥堡村境内，行政隶属楼下镇泥堡村，属扩建项目。原郭家地煤矿开采范围位于现矿区范围西南角，开拓规模小，生产规模仅30kt/a，矿区面积仅0.6956Km2。矿区扩大范围后，重新选址进行扩建设计，矿井扩界扩能（扩建）后矿区范围地理坐标为：东经104°58′30″~105°00′32″，北纬25°24′16″~25°26′30″。扩建后矿井不利用原郭家地煤矿的井巷工程和工业场地，井上下系统相互独立。整合后原生产系统报废。地质报告及其他上阶段报告及批复文件3、2007年12月，贵州省煤田地质局地质勘察研究院提交的《贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及地质勘探报告》5、《关于＜贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及地质勘探报告＞矿产资源储量评审备案的证明》（黔国土资储备字[2008]111号）
6、2008年3月，重庆地质矿产研究院提交的《贵州省普安县郭家地煤矿地质灾害危险性评估报告》及备案登记表
（二）设计依据的法规、规程、规范、条例、细则3、《煤矿安全监察条例》（2000年11月国务院令第296号）
4、《煤矿安全基本条件规定》（国家煤矿安全监察局5号令）
5、《煤矿建设项目安全设施监察规定》（国家煤矿安全监察局6号令）
6、《煤矿救护规程》
7、《防治煤与瓦斯突出细则》（煤安字[1995]第30号）
8、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》（2000年6月国家煤炭工业局制定）
9、《井下探放水技术规范》MT/T 632－1996
10、《煤矿井下热害防治设计规范》MT5019-96
11、《矿井抽放瓦斯工程设计规范》（MT5018-96）
12、《煤矿工人技术操作规程》1996年原煤炭部制定
13、《矿井瓦斯抽放管理规范及反风规定》
14、《煤矿用带式输送机安全规程》（MT654）
15、《电气装置安装工程施工及验收规范》GB50254～50259-96
16、《建筑设计防火规范》GBJ 16-87（2001年版）
17、《建筑防雷设计规范》GB50057-94
18、《建筑灭火器配置设计规范》GBJl40-90
19、《煤矿井下消防、洒水设计规范》（ MT/T 5032-2003）
20、《建筑抗震设计规范》（GB50011-2001）
21、《煤矿井下热害防治设计规范》MT5019-96
22、《矿井防灭火规范》（试行）（1988年，原煤炭部定）
23、《煤矿建设安全规程》（1997年，原煤炭部制定）
24、《建筑防灭火器配置设计规范》（GBJ140-90）
25、《堤防工程管理设计规范》
26、《电气装置安装工程施工与验收规范》（GB50254-50259-96）
27、《建筑防雷设计规范》（GB50057-94）
28、《工业企业噪声控制设计规范》（GBJ—75）
29、《尾矿库安全技术规程》
30、《民用爆炸物品安全管理条例》
31、《煤炭工业矿区总体设计规范》
32、《矿山安全法》
33、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028－2006）
34、《煤矿井下粉尘综合防治技术规范》（AQ1020－2006）
35、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）
36、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）
37、《石门揭穿煤与瓦斯突出煤层程序技术条件》MT/T 955－2006
38、《石门揭穿突出煤层震动爆破技术条件》MT/T 958－2005
39、《矿井通风安全装备标准》MT/T5016-96
40、《工业企业设计卫生标准》卫生部制定
41、《矿井通风安全装备标准》MT/T5016-96
42、《煤矿工人技术操作规程》（1996年，原煤炭部制定）
43、《环境空气质量标准》（GB3095-1996）
44、《地面水环境质量标准》（GHZB1-1999）
45、《工业企业照明设计标准》（GB50034-92）
46、《工业企业采光设计标准》（GB50033-91）
47、《环境空气质量标准》（GB3095-1996）
48、《地面水环境质量标准》（GHZBl-1999）
49、《大气污染物综合排放标准》（GBl6297-1996）
50、《污水综合排放标准》（GB8978-1996）
51、《工业企业厂界噪声标准》（GBl2348-1990）
52、《煤矿注浆防灭火技术规范》（MT/T702—1997）
53、《矿井密闭防灭火技术规范》（MT／T 698—1997）
（三）设计依据的政策性文件
1、《关于进一步做好煤矿整顿关闭工作意见的通知》（国办发[2006]82号）

2、《关于加强煤矿顶板管理工作的通知》（安监总煤行〔2008〕176号）
3、《关于加强煤矿机电运输安全管理工作的通知》（安监总煤行〔2008〕175号）
4、《关于切实做好煤矿建设项目初步设计安全专篇编制工作的通知》（煤安监监察〔2008〕28号）
5、《关于加强煤矿建设项目瓦斯抽采工作的通知》（安监总煤监〔2008〕167号）
6、《关于遏制煤矿重特大事故的紧急通知》（安监总煤调〔2008〕162号）
7、《关于进一步加强煤矿水害防治工作的通知》（安监总煤调〔2008〕160号）
8、《关于加强煤尘防治工作的通知》（安监总煤行〔2008〕159号）
9、《贵州省煤矿整合指导意见》（黔煤办字[2006]291号）
10、《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作意见》（黔安监管办字［2007］345号）
11、《加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见》（
1、贵州省普安县楼下郭家地煤矿采矿许可证。
2、普安县楼下郭家地煤矿（扩建）开采方案设计委托及承诺书；
3、设计人员在现场调查收集的矿井实际情况的有关资料
（一）设计的主要特点
1、贵州省普安县楼下郭家地煤矿（扩建）设计采用斜井开拓，布置3个井筒。主斜井井口标高＋1664.9m；副斜井井口标高＋1663.5m；回风斜井井口标高＋1675m。主、副井口之间平面距离47m，主井与回风斜井井口之间平面距离108m。主斜井采用胶带运输机运输，副斜井采用轨道提升运输，技术、工艺、设备能满足正规的、安全的、稳定的生产。后期布置北翼回风斜井和副斜井，北翼副斜井井口标高+1820m；北翼风井井口标高＋1820m；
2、矿井设计为中央式通风系统，前期为中央并列式通风系统，后期为中央分列式通风系统。回风斜井装备2套同等能力的主要通风机，工作方式为抽出式。各采掘工作面独立回风，通风线路畅通、独立稳定，符合《煤矿安全规程》要求。
3、矿井划分为一个水平，水平标高为+1490m，上下山开采。主要开拓巷道布置在煤层底板岩层中。开拓布局较为合理、生产集中、系统完善，环节畅通、可靠。
4、井田内可供布置开采的煤层两层，即17、19煤层。井田划分为三个采区，采区走向长度550m~2700m，倾斜长700m~1665m。每个采区沿倾斜长170m划分为一个区段。采区内各煤层联合布置3条上山，即轨道上山、皮带上山和回风上山，各上山以斜巷与区段巷道连接。区段内在煤层底板岩层中布置2条瓦斯抽放巷。区段煤层巷道分层布置。
5、矿井设计以1个采区、1个回采工作面达产；采用走向长壁采煤法，单体液压支柱支护，割煤机割煤，全垮落法管理顶板。矿井投产时布置3个掘进工作面，即1个17煤层巷道掘进工作面和2个岩巷掘进工作面，有利于先抽后采。
6、本次设计按煤与瓦斯突出矿井进行设计，采用了预抽煤层瓦斯、开采保护层等综合防治突出技术措施，并考虑了瓦斯抽采利用。
1、项目总投资情况
⑴ 项目建设估算静态总投资为：10820.8万元
静态投资由如下部分构成：
井巷工程费4065.6万元
土建工程费：863.57万元
机电设备购置及安装工程费：4541.64万元
工程其他费：1350.05万元
⑵ 矿井吨煤投资：240.46元
⑽ 职工在籍总人数：669人；
⑾ 全员工效：3.06t／工；
⑿ 井巷工程量：9677 m
⒀ 矿井建设工期：34个月
1、矿区F9断层以南区域勘探程度不够。勘探过程中只布置有4个钻孔，其中10号、J11号勘探线所布钻孔只揭露了F9断层，对煤层赋存状况反映不完整、不准确，无法布置开拓开采。
2、贵州省煤田地质局地质勘察研究院2007年12月提交的《贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及勘探地质报告》在进行资源/储量估算时，根据贵州省普安县郭家地煤矿的要求，硫分未作要求，估算了平均硫分 (St,d)大于3%的19煤层、26煤层的资源/储量，但未作19、26煤层的可选性试验。因此本次设计仅考虑了17、19煤层联合布置开采，未考虑26煤层的开采。
3、建议项目建设单位组织对该区域进行补勘，加大勘探布局网度，查明煤层赋存，并对19、26煤层的可选性进行深入研究，以利于下一步对26煤层的开采，延长矿井服务年限。
4、矿井达产建设工程量较大，建设工期长（34个月），建井施工组织难度较大。建议业主采用外委招标建设。
5、各煤层瓦斯含量大，煤田瓦斯储量丰富。矿井应对瓦斯资源作专题研究，走煤、电、气综合开发利用的发展道路，减轻矿井开发对环境的污染，减少资源浪费。

矿区总体为脊状山地貌，属中高山地形。山岭大致位于区内中部，呈北东～南西向延伸。地势北高南低，最高为标高2001.7m,最低为1435m,最大相对高差在567m左右；地面植被较发育，灌木、杂草丛生，部分地段为林场；地面小冲沟亦较多，并呈羽状展布，有水，流量在0.2～7l/s左右。
矿区河流为山区雨源型河流，河床粗糙，水流湍急，流量变化幅度大。雨季山洪飞瀑，河水暴涨；枯季流量较小。河水主要受大气降水的控制。
矿区内最低点标高为+1435m，为矿区最低侵蚀基准面。最高点为矿区北部拐点7附近的大坡山顶，标高约为+2015m，相对高差为665m。
龙潭组含煤地层多被滑坡及第四系坡积物覆盖，地形相对平缓。

考虑到今后开采后的变化，受大气降水的影响，雨季涌水量增大，根据318号动态观测资料，变化幅度为2.47，因此雨季最大涌水量为3060m3/d。
由于《地质报告》仅以一个抽水孔资料预算矿井涌水量，所获得的水文地质参数有一定局限性，但总体认为采用的计算方法是可行的，结果可供设计时参考。
与郭家地煤矿相邻的恒泰煤矿（30万吨/年），该矿面积约4.8Km2,据调查该矿水文地质条件与郭家地煤矿的水文地质条件相似，涌水量主要受大气降水补给，季节变化较明显，实测涌水量为2.5～44.5l/s,平均约16l/s。采用类比法预算郭家地煤矿由该矿估降雨入渗系数为0.3,由该数据估算本矿采空面积最大时平均涌水量：
Q1/S1=Q2/S2
式中，Q1－郭家地煤矿预计涌水量，l/s；
Q2－恒泰煤矿已知涌水量，l/s；2.5~44.51 l/s
S1－郭家地煤矿矿区面积，Km2，4.23 Km2
S2－恒泰煤矿已知采空区面积，Km2，1.90Km2
经计算，Q1＝Q2S1/S2
＝2.5~44.51×4.23/1.90
=5.57~99.09l/s=20.04~356.74 m3/h，平均188.39 m3/h
本次设计综合《地质报告》计算结果及类比邻近矿井涌水量情况，取正常涌水量
贵州省煤田地质局地质勘察研究院2007年12月提交的《贵州省普安县郭家地煤矿资源/储量核实及勘探地质报告》在进行资源/储量估算时，根据贵州省普安县郭家地煤矿的要求，硫分未作要求，估算了平均硫分 (St,d)大于3%的19煤层、26煤层的资源/储量，但未作19、26煤层的可选性试验。因此本次设计仅考虑了17、19煤层联合布置开采，未考虑26煤层的开采。
2、建议项目建设单位组织对该区域进行补勘，加大勘探布局网度，查明煤层赋存，并对19、26煤层的可选性进行深入研究，以利于下一步对26煤层的开采，延长矿井服务年限。

1、煤柱损失煤量计算
1）风氧化带煤柱及煤量损失计算
矿井开采煤层露头在矿区内有出露，在地质储量核实报告中已扣出风氧化带资源储量，设计按浅部留设矿井边界煤柱计算储量损失。
2）井田边界煤柱及煤量损失计算
沿井田上、下边界沿倾向留设30m煤柱。
上、下边界煤柱损失：Q=L×B×M×γ
式中：L—煤柱长度，m
B—煤柱留设宽度,m
M—煤层厚度,取3层煤采用平均厚度的总和，m
γ—容重,取平均值1.52t/m3
计算储量损失为（333）55.7万t；
计算储量损失为（333）55.7万t；
3)井筒保护煤柱
矿井主井筒均布置在煤层顶板侧，从顶板穿越煤层，根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》第85条规定，设计按 “斜井保护煤柱的留设”方法计算保护煤柱尺寸。
留设方法为在平面图上通过受护对象角点作矩形，使矩形各边分别平行于煤层倾斜方向和走向方向；在矩形四周作围护带，该围护带外边界即为受护边界。采用垂直剖面法确定受护对象煤柱。沿走向方向岩石移动角取δ＝75°，上山移动角γ＝75°，下山移动角β＝66°。其中
煤层中固定支承压力带的宽度按下式计算：
S=2S1+2a
式中S1—斜井保护煤柱的水平宽度，按下式设计计算：
S1===16.34m，取16.5m

插图2-1-1 井筒保护煤柱留设尺寸示意图
a—受保护斜井或巷道宽度的一半，m；
H—斜井或巷道的最大垂深，m；
M—煤厚，m；
f—煤的强度系数，f=0.1；
Rc—煤的单向抗压强度，MPa。
S=2×16.5+108=141m
井筒保护煤柱留设尺寸见插图2-1-1
计算确定的保护煤柱范围内损失储量为（332）14.6万t。
4）地面建筑物煤柱：
地面人烟稀少，仅有零星住户分布，业主在开采过程中，应在住户附近设观测点，发现地面有裂缝等采动影响现象，应及时采用搬迁措施。地面工业广场及小寨头村庄已处于断层隔离煤柱、矿井边界煤柱及煤层露头煤柱保护范围内，设计不另留设保护煤柱。
5) 含水导水断层防隔水煤柱
断层煤柱按下式计算：
L=KM
式中：L—断层煤柱宽度，m；；M—煤厚或采高，m；K—安全系数，取2.5；Kp—煤的抗张强度，取1MPa；P—水头压力，取1MPa。
根据以上公式计算，各煤层的断层一侧煤柱的宽度最大为17号煤层，为12.12m，考虑到断层附近的次生构造，设计断层一侧煤柱宽度均留设30m。
由于在储量计算过程中，已扣除断层煤柱煤量损失，本次计算不再进行扣减。
矿井设计资源/储量=矿井工业储量-煤柱损失=1891.8-55.7×0.8-14.6=1832.6 万t。1832.6×0.8=1466.1万t

工作面及矿井年产量计算见表
煤层编号
工作面长度(m)
循环进度(m)
循环率
年推进度(m)
煤层厚度(m)
容重(t/m3)
回采率
生产能力(万t/a)
矿井能力(万t/a)
17
170
1.2
0.85
675
2.8
1.51
0.95
460904.85

483950.1
19
170
1.2
0.85
1100
1.67
1.51
0.95
447980.005
470379.0

Pt= n ×∑h×γ×9.81
式中：Pt—考虑直接顶及老顶来压时的支护强度，KN/m2；
n—增载系数，即老顶来压与平时来压强度的比值，无因次；取n=2
∑h－直接顶岩层厚度，m；取∑h＝M/(K-1)，式中，M为采高，m，按17煤层采高取M＝2.8m；K为岩石碎胀系数，无因次；取K＝1.4
γ－直接顶岩层容重，t/m3；取γ＝2.4 t/m3
经计算，采煤工作面支护强度为：
Pt= n ×∑h×γ×9.81= n ×M/K-1)×γ×9.81＝2 ×2.8/(1.4-1)×2.4×9.81=329.6KN/ m2
2、支护密度计算
n′＝Pt/(η×Rt)
式中：n′－支护密度，棵/m2；
Pt —考虑直接顶及老顶来压时的支护强度，KN/m2；根据前述计算，取Pt＝329.6 KN/m2
η－支柱额定工作阻力实际利用系数，%；单体液压支柱取85%
Rt －支柱额定工作阻力，KN/棵；取Rt ＝300KN/棵
经计算，n′＝Pt/(η×Rt)＝329.6/(0.85×300)=1.293棵/m2。
3、采煤工作面支柱柱距计算
a＝NS/(Nb+F)
式中：a－采煤工作面支柱柱距，m；
N－采煤工作面最大控顶距时支柱排数，排；取N＝5
S－每根支柱的支护面积，m2/棵，S＝1/n；
根据前述计算，S＝1/n＝1/1.293=0.7736 m2/棵。
b－工作面支柱排距，m；取b=1.2m
F－端面距，即机道上方梁端至煤壁距离，m；根据采煤工作面设备配置进行横向配套尺寸计算，取F＝0.15m
经计算，a＝NS/(Nb+F)＝5×0.7736/(4×1.2+0.15)＝0.781m，取a＝0.7m
工作面选用DZ12～28-30/100系列和DZ30-25/110Q型单体液压支柱，配用HDJB-1200型金属绞接顶梁，支柱排距1.2m、柱距0.7m能满足工作面支护需要。

矿井移交生产时井巷总工程量为9677m。
根据开拓开采布置，矿井移交生产时三个煤量及可采期为：开拓煤量11.18Mt，可采期13.5a；准备煤量2.425Mt，可采期4.2a；回采煤量0.86Mt，可采期1.8a。
另外，矿井移交生产时经抽放而得到解放的煤量约1.21Mt。

瓦斯含量规律为垂向上，同一钻孔煤层瓦斯含量随深度的增加而增长；平面上因瓦斯插点少，无规律可寻；瓦斯增长率：煤层埋藏深度每增加100m时，瓦斯含量增加3.14 ml/g·r。
煤层原始瓦斯含量随深度的增加而增长；瓦斯含量梯度为3.14 ml/g·r·100m。(5)平面上的变化规律受断层构造影响明显。其中J1101孔位于F9断层上，J1102孔位于F8断层上，此二孔煤样埋深较大，测得的瓦斯含量数据反而偏小。
(6)1202孔距F9断层平面距离约70米，测得的煤层瓦斯含量数据最大，基本反映了煤层原始瓦斯含量的真实值。因此，本设计采用17煤层原始瓦斯含量埋深为49.48m)
《地质报告》

根据《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》（AQ1024-2006），判定煤层是否具有突出危险性的指标可用煤的破坏类型、瓦斯放散初速度指标（ΔP）、煤的坚固性系数（f）、煤层瓦斯压力（P）。以上指标的测定点应按照不同的地质单元分别进行布置，每个地质单元内在煤层走向和倾向方向分别布置3个以上测点。各指标值取鉴定煤层各测点的最高煤层破坏类型、煤的最小坚固性系数、最大瓦斯放散初速度指标和最大瓦斯压力值。由于《地质报告》中提供的测点数量不足，且无煤层瓦斯压力等指标，因此，本次设计无法根据上述指标判定煤层的突出危险性。
原郭家地煤矿开采多年，未发生过煤与瓦斯突出事故及瓦斯动力现象。据本次调查，邻近的恒泰煤矿于2003年10月29日西一采区1703回采工作面运输顺槽掘进过程中曾发生过煤与瓦斯突出事故，死亡3人；政忠煤矿、能通煤矿、马刀地煤矿也曾经发生过小规模的煤与瓦斯突出；楼下糯东煤矿在建井石门揭煤过程中有瓦斯突出征兆，经采取防突措施后安全揭煤。
因此，随着矿井开采深度的增加，瓦斯压力增加，发生煤与瓦斯突出的可能性增大。
根据《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作意见》（黔安监管办字［2007］345号）文件精神，郭家地煤矿位于煤与瓦斯突出矿区，本次设计按各煤层均有煤与瓦斯突出危险进行设计。建议矿井开展各煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定工作。

规模根据《对黔西南州煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》（黔煤生产字［2007］516号），相邻各矿井瓦斯涌出情况见下表5-1-5所示：
表5-1-5　　邻近矿井瓦斯涌出情况表
矿井名称
鉴定月工作天数(d)
鉴定月产量(t)
矿井瓦斯等级
2007年
2006年
绝对瓦斯
涌出量(m3/min)
相对瓦斯涌出量(m3/t)
绝对瓦斯
涌出量(m3/min)
相对瓦斯涌出量(m3/t)
天普煤矿
25
9000
高瓦斯
4.53
18.12
5.02
41.77
福安煤矿
28
5000
高瓦斯
3.3
26.61
1.43
16.02
开泰煤矿
26
6000
高瓦斯
2.57
16.04
1.47
10.58
安利来煤矿
30
8000
高瓦斯
8.05
43.47
4.88
12.18
效益煤矿
25
3250
低瓦斯
0.64
7.13
0.35
4.58
瓦斯压力、煤层瓦斯含量及梯度
1、煤层瓦斯压力
由于地勘资料中未提供煤层瓦斯压力资料。本次设计采用以下经验公式计算煤层瓦斯压力
P=（4.55～11.65）H
式中：P—距地表垂深H处煤层瓦斯压力，kPa
H—煤层所埋藏深度，m；取煤层埋藏最大深度365m
4.55～11.65－，参照六枝矿矿务局六枝矿的瓦斯压力规律，取P=8.1H
经计算，+1490m为1.82MPa，+1350m煤层瓦斯压力为2.96 MPa。
2、矿井煤层瓦斯含量及梯度
瓦斯增长率：煤层埋藏深度每增加100m时，瓦斯含量增加3.14 ml/g·r。本设计据此计算矿井最低开采标高各煤层瓦斯含量，计算结果见表5-1-6。

49.48

由于地勘报告提供的煤层瓦斯含量是以可燃基为计算基准，吨煤瓦斯含量按下式进行换算：
X＝Xr(100-Af-Wf)/100
式中：X－煤层原始瓦斯含量，m3/t；
Xr－煤层原始瓦斯含量，Af－煤的灰分，%；根据《地质报告》17煤层取Af＝19.96%，19煤层取Af＝21.29%
Wf－煤的水分，%；根据《地质报告》17煤层取Wf＝1.14%，19煤层取Wf＝0.98%
经计算，+1490m各煤层原始瓦斯含量为：
17煤层： 13.48 m3/t；
19煤层： 14.21 m3/t；
+1350m各煤层原始瓦斯含量为：
17煤层：16.96 m3/t；
19煤层：17.63 m3/t；
（2）设计采用的煤层瓦斯含量
由于相邻各矿井均无实测的煤层瓦斯含量数据，因此，本设计采用根据地勘资料计算的煤层原始瓦斯含量，即+1490m标高以上17煤层瓦斯含量取13.48 m3/t，19煤层瓦斯含量取14.21 m3/t；+1350m标高以上17煤层瓦斯含量取16.96 m3/t,19煤层瓦斯含量取17.63 m3/t。
建议矿井在建设过程中揭穿煤层前，立即测定煤层瓦斯压力及煤层原始瓦斯含量，以校核矿井通风能力并指导生产。
（3）残存瓦斯含量
根据煤质特征表1-2-5，17煤层分析基挥发份为9.7%，换算成可燃基挥发份为12.8%；19煤层分析基挥发份为9.71%，换算成可燃基挥发份为12.9%。根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），查表C.1，取煤的残存瓦斯含量Wc＝4t/m3.r，经换算Wc＝3.1t/m3
1、回采工作面瓦斯涌出量按下式计算：
q采=q1+q2
式中：q采—回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；
q1—开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；
q2—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；
根据设计的开拓方案、开采顺序及采掘布置动态情况，+1490m以上Ⅰ采区第一个区段首采19煤层，其它区段先采17煤层、后采19煤层，首采19煤层时采煤工作面瓦斯涌出量最大；+1350m以上首采17煤层时，采煤工作面瓦斯涌出量最大。由于设计采用一个采区、一个采煤工作面达产，即矿井生产过程中，始终保持一个采煤工作面回采，因此，本次设计仅计算采煤工作面最大瓦斯涌出量，即+1490m以上计算首采19煤层时的采煤工作面瓦斯涌出量、+1350m计算首采17煤层时的采煤工作面瓦斯涌出量。
1)开采层相对瓦斯涌出量按下式计算：
q1=K1×K2×K3×(m/M)×(W0-Wc)
式中：K1 —围岩瓦斯涌出系数，取1.3；
K2 —工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算；
K2=1/0.95=1.053
K3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；后退式回采按以下公式计算：
K3=(L―2h)/L
L —工作面长度，m；按生产期间最大长度取值。
h—掘进巷道预排等值宽度，m；按“取h=9；
M—工作面采高，m；
m—开采层厚度，m；
W0—煤层瓦斯含量，m3/t；按经预抽后煤层瓦斯含量降到8.0 m3/t以下考虑，取大值为8.0 m3/t；
Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，如前所述取Wc=3.1m3/t
（1）+1490m以上首采19煤层时开采层瓦斯涌出量：
q19-1=K1×K2×K3×(m/M)×(W0-Wc)
＝1.3×1.053×0.91×(1.67/1.67)×(8-3.1)
＝6.10m3/t
（2）+1350m以上首采17煤层时开采层瓦斯涌出量：
q17-1=K1×K2×K3×(m/M)×(W0-Wc)
＝1.3×1.053×0.91×(3.1/2.8)×(8-3.1)
＝6.76m3/t
2)邻近层相对瓦斯涌出量按下式计算：
q2=
式中：mi—第i 个邻近层煤层厚度，m；
M—工作面采高，m；
ηi—第i 个邻近层瓦斯排放率，%；
W0i—第i个邻近层瓦斯含量，m3/t，工作面回采时，邻近层瓦斯含量按经底板穿层钻孔抽放后抽出率为30%计算；
Wci—第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t ，如前所述取Wc=3.1m3/t
（1）+1490m以上首采19煤层时邻近层瓦斯涌出量：
q19－2= (W017-Wc17) (m17/M)×η17
＝ (13.48×0.7-3.1) ×3.1/1.67×0.75
=8.82m3/t
（2）+1350m以上首采17煤层时邻近层瓦斯涌出量：
q17－2= (W019-Wc19) (m19/M)×η19
＝ (17.63×0.7-3.1) ×1.67/2.8×0.37
=3.42m3/t

根据上述计算，各煤层采煤工作面瓦斯涌出量见表5-1-7。

3.42

8.82

q掘=q3+q4
式中：q掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；
q3 —掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min；
q4 —掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min。
1)掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量按下式计算
q3=D´υ´q0´(2 (L/υ)0.5-1)
式中：
q0 —煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2·min)
q0=0.026(0.0004(Vr)2+0.16) ´W0
经计算，17煤层煤壁瓦斯涌出强度：
q17-0=0.026(0.0004(Vr)2+0.16) ´W0
＝0.026（0.0004´12.82+0.16）´8.0=0.0469m3/(m2·min)
19煤层煤壁瓦斯涌出强度：
q19-0＝0.026(0.0004(Vr)2+0.16) ´W0
＝0.026（0.0004´12.92+0.16）´8.0=0.0471 m3/(m2·min)
W0—煤层原始瓦斯含量，m3/t，按预抽后煤层瓦斯含量降到8.0 m3/t以下取大值；
D —巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m，矿井开采煤层为薄及中厚煤层，为开采层厚度的2倍。
υ—巷道平均掘进速度，m/min，取0.0189m/min。
L—巷道长度，m。取最大长度800m。
（1）17煤层巷道掘进工作面煤壁瓦斯涌出量
q17-3=D´υ´q0´(2 (L/υ)0.5-1)
＝6.2´0.0189´0.0469´(2´ (800/0.0189)0.5-1）
＝2.26m3/min
（2）19煤层巷道掘进工作面煤壁瓦斯涌出量
q19-3=D´υ´q0´(2 (L/υ)0.5-1)
＝3.34´0.0189´0.0471´(2´ (800/0.0189)0.5-1）
＝1.22 m3/min
2)掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量按下式计算：
q4=S×υ×γ×(W0-W