《瓦斯防治方案》word版.doc

某某某某煤矿瓦斯防治方案第一节 瓦斯灾害因素分析一、瓦斯赋存状况1、矿井概况某某煤矿为一技改矿井，本矿可采煤层11层，自上而下编为号分别2、3-3、7、15、16、18、20、25-1、25、29-1、29号煤层，煤层倾角55。矿区范围由4个拐点坐标圈定，开采深度由+1400m至+900m。2、相关瓦斯参数、煤层透气性系数现进行开采方案设计变更，根据2008年1月贵州省奇星资源勘查开发有限公司为本矿提交的贵州省某某中寨乡某某煤矿资源储量核实报告中没有提供瓦斯风化带、瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤层透气性系数等相关资料。根据贵州省能源局文件（黔能源发2010802号）“关于六盘水市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”；某某煤矿2010年度矿井瓦斯相对涌出量为57.17m/t，绝对瓦斯涌出量为4.21m/min，矿井瓦斯等级鉴定结果为高瓦斯矿井，本矿未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，故本矿按煤与瓦斯突出矿井设计和管理。3、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性（1）本矿资料根据贵州省安全生产监督管理局、贵州省煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件“黔安监管办字2007345号关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。某某所在某某被划定为突出矿区，井田范围内煤层可采煤层未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，因此，本矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。（2）邻近煤矿资料根据2008年1月贵州省奇星资源勘查开发有限公司为本矿编制的贵州省某某中寨乡某某煤矿资源储量核实报告及矿方未提供邻近矿井瓦斯、煤尘、煤的自燃、煤与瓦斯突出、地温等资料。二、矿井瓦斯资源储量本矿井开采11层煤，根据贵州奇星资源勘查开发有限公司2008年1月编制的贵州省六枝中寨乡某某煤矿资源储量核实报告；煤层风、氧化带为煤层露头往下斜深50m。矿井缺乏瓦斯资料，该矿没有提供各煤层具体煤层瓦斯含量数据，地质报告没有提供瓦斯赋存、瓦斯涌出量、瓦斯梯度等相关资料，因此，本矿根据采矿设计手册下册经验公式计算煤层瓦斯含量： ，式中：煤层原始瓦斯含量，m/t； 煤层瓦斯吸附量，m/t；游离瓦斯含量，m/t；、Af、煤的水分、灰分、挥发分%，（详见下表）。 煤质特征表煤层编号煤样水分Mar(%)灰分Af(%)挥发分Vr(%)全硫St.d(%)容重牌号2原煤0.7419.0928.141.191.50JM3-3原煤0.7221.3429.381.381.50JM7原煤0.9922.5126.821.631.50JM15原煤1.0513.9924.112.281.50JM16原煤0.7823.2125.041.631.55JM18原煤0.7820.4925.341.631.40JM20原煤0.816.7724.141.181.42JM25-1/25原煤0.828.6725.241.891.46JM29-1原煤0.8120.0723.442.991.40JM29原煤0.8119.4424.071.791.40JMen温度系数；查采矿工程设计手册下册表8-7-12，各煤层查表结果详见表3-1-8，表3-1-9。e自然对数底；n=2.4+0.211-0.004fn煤的空隙率，%，查采矿工程设计手册下册表8-7-10，取8%。煤的容重， t/m3，详见表6-1-1；相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查设计手册表8-7-14，各煤层查表结果详见表6-1-3；t温度，取20；实测瓦斯压力，MPa；本矿井没有实测瓦斯压力，根据设计手册瓦斯压力计算及测定计算方法，经对国内外一些矿区瓦斯压力实测值分析，瓦斯压力P和深度H的关系可以表示为下列直线关系：P=（2.0310.13）H式中：P距地表垂深处煤层瓦斯压力，kPa；H开采垂深。据介绍，从矿井近年在开采不同开深度时，矿井瓦斯涌出量的情况看，矿井瓦斯涌出量随开采深度的增加而增加。本设计按P=7H Kpa预测各煤层在+1210m、+900m际开采标高时的煤层瓦斯压力，详见下表。各煤层+1210m水平瓦斯压力计算表煤层编号开采至+1210m水平时垂深 （m）瓦斯压力 （Mpa）22091.4633-32141.49872101.47151461.022161471.029181360.952201200.8425-1/251100.7729-11020.714291000.7将相关数据代入上述公式，计算得各煤层煤层+1210m标高斯含量，表3-1-10 +1210m水平各煤层原始瓦斯含量计算表初期开采煤层埋深较浅，煤层瓦斯得到较好的释放，瓦斯涌出量相对较小；但随着采掘工作面位置向深部推移，瓦斯涌出量随之增大。通过矿井瓦斯涌出量的预计可知，矿井瓦斯涌出量随着采掘工作面接续位置的不同而变化，对于煤层群开采而言，首采煤层的瓦斯涌出量较大，特别是开采近距离煤层群时尤为突出。因此在今后生产过程中要重视瓦斯抽采和管理，预防瓦斯事故的发生。2、矿井瓦斯储量根据预测的瓦斯含量，结合“储量报告”中各煤层资源量的分布，计算矿井瓦斯储量，见表3-1-12。表3-1-12 矿井瓦斯储量及可抽瓦斯量表类别煤层编号地质储量（万t)煤层瓦斯含量(m/t)残存瓦斯含量(m/t)吨煤瓦斯可抽量(m/t)瓦斯储量 (万m3)瓦斯可抽量(万m3)可采煤层25719.15 1.30 17.85 1091.55 1017.45 3_35418.17 1.27 16.90 981.18 912.60 76717.50 1.17 16.33 1172.50 1094.11 1512418.57 1.28 17.29 2302.68 2143.96 168017.54 1.22 16.32 1403.20 1305.60 1812318.15 1.27 16.88 2232.45 2076.24 203118.84 1.32 17.52 584.04 543.12 25_15315.94 1.13 14.81 844.82 784.93 255715.94 1.13 14.81 908.58 844.17 29_127.617.88 1.26 16.62 493.49 458.71 2914917.92 1.27 16.65 2670.08 2480.85 小计5547.91 5168.12 围 岩1386.98 合 计6934.89 5168.12 3、预计煤层残存瓦斯含量根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ 10182006）标准，煤的残存瓦斯含量Wc。高变质煤瓦斯含量10m/t.r和低变质煤的Wc值可按表3-1-13选取并采用插值法计算。表3-1-13 煤层残存瓦斯含量选取表插值法公式：WC=（-）+）公式中：WC-计算的残存瓦斯含量，m/t。-最大瓦斯含量，m/t.r。 -最小瓦斯含量，m/t.r。-最大挥发份，%。-最小挥发份，%。-煤层挥发份，%。-水分。-灰分。公式中的、为煤在纯可燃基状态下的瓦斯含量。根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ 10182006）标准。将各煤层挥发份代入公式计算并进行单位转换，各煤层瓦斯残存量。计算结果见下表表： 各煤层原煤残存瓦斯含量值计算表煤层编号Wf(%)Af (%)q（m/tr）Wc（m/t）20.74 19.092.00 1.30 3-30.72 21.342.00 1.27 70.99 22.512.00 1.17 151.05 13.992.00 1.28 160.78 23.212.00 1.22 180.78 20.492.00 1.27 200.80 16.772.00 1.32 25-1/250.80 28.672.00 1.13 29-10.81 20.072.00 1.26 290.81 19.442.00 1.27 4、瓦斯抽采动态分析矿井在开采2号煤层时提前布置瓦斯抽放系统进行预抽瓦斯，将煤层瓦斯含量降到8m/t以下，方能开采。104表 各煤层瓦斯含量动态计算表煤层w0原始瓦斯含量（m/t）开采2煤层时各煤层瓦斯含量（m/t）开采3-3煤时各煤层瓦斯含量（m/t）开采7煤时各煤层瓦斯含量（m/t）开采15煤时各煤层瓦斯含量（m/t）开采16煤时各煤层瓦斯含量（m/t）开采18煤时各煤层瓦斯含量（m/t）开采20煤时各煤层瓦斯含量（m/t）开采25-1/25煤时各煤层瓦斯含量（m/t）开采29-1煤时各煤层瓦斯含量（m/t）开采29煤时各煤层瓦斯含量（m/t）开采时瓦斯含量wc 开采时瓦斯含量wc 开采时瓦斯含量wc 开采时瓦斯含量wc开采时瓦斯含量wc开采时瓦斯含量wc开采时瓦斯含量wc开采时瓦斯含量wc开采时瓦斯含量wc开采时瓦斯含量wc214.02 7.711.30 3-313.70 9.591.27 7.231.27 712.86 9.01.17 7.51.17 6.81.17 1512.34 8.641.28 8.641.28 8.641.28 7.21.28 1611.59 8.111.22 8.111.22 8.111.22 7.31.22 6.31.22 1811.57 8.11.27 8.11.27 8.11.27 8.11.27 7.431.27 6.511.27 2011.55 8.091.32 8.091.32 8.091.32 8.091.32 7.141.32 6.251.32 5.11.32 25-1/259.24 6.471.13 6.471.13 6.471.13 6.471.13 6.251.13 5.781.13 5.431.13 4.211.13 29-110.23 7.161.26 7.161.26 7.161.26 7.161.26 6.851.26 6.621.26 6.411.26 5.41.26 4.361.26 2910.09 7.061.27 7.061.27 7.061.27 7.061.27 6.321.27 5.141.27 4.31.27 4.11.27 3.541.27 3.21.27 5、瓦斯储量及可抽量1瓦斯储量瓦斯储量是指井田开发过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤岩层赋存的瓦斯总量。根据煤矿瓦斯抽采规范，其计算公式为：式中：W1可采煤层瓦斯储量的总和，Mm3；A1i矿井每一个可采煤层的煤炭储量，Mt；n矿井可采煤层数；X1i每一个可采煤层的瓦斯含量，m/t；W2可采层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量总和，Mm3A2i可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的煤炭储量，Mt。采动影响范围：上邻近层取50m60m，下邻近层取20m30m；X2i可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的瓦斯含量，m/t；n矿井可采煤层采动影响范围内的不可采煤层数；W3围岩瓦斯储量，Mm3；按下式计算；W3=K（W1+W2）K围岩瓦斯储量系数，取K0.15。由于地质报告未计算不可采煤层的储量，设计以可采煤层及围岩瓦斯储量作为矿井瓦斯储量，计算结果见表6-1-6。经计算：矿井瓦斯储量为6934.89万m3。2可抽瓦斯储量概算可抽瓦斯量是指瓦斯储量中在当前技术水平能被抽出来的最大瓦斯量。设计考虑所有煤层开采完毕，在当前技术水平能被抽出来的最大瓦斯量，可按下式计算。式中：M可抽瓦斯量，Mm3；b解吸瓦斯系数，一般取1；Whi矿井每一个可采煤层瓦斯含量，m/t；Wci矿井每一个可采煤层残存瓦斯量，m/t；可抽瓦斯储量计算结果见表5-1-6。3可抽瓦斯储量概算根据煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008）4.0.2计算：可抽瓦斯量是指瓦斯储量中在当前技术水平能被抽出来的最大瓦斯量。设计考虑所有煤层开采完毕，在当前技术水平能被抽出来的最大瓦斯量，可按下式计算。=0.6（14.02-4）/14.47=0.43式中：Mk可抽瓦斯量，Mm3；K可抽系数 ；K1瓦斯涌出程度系数；K2负压抽采时的抽采作用系数，可取1.2；K3矿井瓦斯抽采率（%）。预抽煤层瓦斯时，可取25%35%；抽采上下临近层瓦斯时，可取35%45%；本设计取45%；K4煤层瓦斯排放率（%）；由AQ10182006可知，K4同附录D中K3，本章第一节计算得K3=60%，所以，式中K4=60%；其他符号同前。可抽瓦斯储量计算结果见表3-1-12。三、瓦斯涌出量预测及变化规律分析矿井瓦斯涌出量主要来源于采煤、掘进和采空区三大部分，而采煤的瓦斯涌出量主要来源于本煤层、围岩和邻近层的煤层、煤线。采煤工作面瓦斯涌出量是根据煤层瓦斯含量、煤层厚度、采高、工作面产量等参数，考虑采场丢煤、顺槽掘进预排瓦斯带、围岩和邻近的煤层、煤线瓦斯涌出及距地表深度等因素综合计算。掘进工作面瓦斯涌出量分为掘进落煤和巷道煤壁两部分，主要根据煤层瓦斯含量、掘进速度、煤层厚度、掘进断面等影响因素进行综合计算。采空区瓦斯涌出量包括采、掘工作面涌出量以外的老塘及其它涌出量。设计根据“储量核实”提供的煤层瓦斯含量及矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）相关公式计算，预测矿井瓦斯涌出量。根据矿井开拓部署，矿井在开采前，先对开采层及其邻近煤层进行瓦斯预抽，待达到消突效果后才进行煤层掘进、开采；开采过后，邻近煤层（上临近层100m，下临近层50m）受采动影响，使得瓦斯释放、卸压，从而降低了影响范围内煤层的瓦斯含量。本设计首采2号煤层，其临近煤层受采动影响，从而起到瓦斯卸压保护作用。本设计计算矿井瓦斯涌出量时，以2、3-3、7、15、16、18、20、25-1、25、29-1、29号煤层各层瓦斯涌出最大量作为矿井瓦斯涌出量计。1、预计瓦斯涌出量（1）回采工作面瓦斯涌出量回采工作面瓦斯涌出量按相对瓦斯涌出量表示。q采= q1+ q2式中：q采回采工作面相对瓦斯涌出量，m/t；q1开采层相对瓦斯涌出量，m/t；q2邻近层相对瓦斯涌出量，m/t。开采层瓦斯涌出量q1=K1K2K3（WO-WC）式中：q1开采层相对瓦斯涌出量，m/t；K1围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.1-1.3；全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1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=1.05；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；参照附录D选取。K3=（L-2h）/L=（100-212.4）/100=0.75L工作面长度，L=100mh掘进巷道预排等值宽度，参照附录D选取， h=12.4m。m开采层厚度m， M工作面采高m， WO煤层原始瓦斯含量，m/t；WC运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m/t，邻近层瓦斯涌出量q2=式中：q 2 回采工作面邻近层瓦斯涌出量，m/t；mi 第i个邻近层的煤厚，m；M 开采煤层的开采厚度，m；Woi 第i个邻近层的瓦斯含量，m/t，一般取与开采层相同值；Wei 邻近层的残存瓦斯含量，m/t，一般取与开采层相同值；i 第i个邻近层受采动影响的瓦斯排放率。i值与邻近层的位置、煤层倾角、层间距离等多种因素有关。用下列公式计算各个邻近层的Ki值。i1hi / hp式中：hi 第i个邻近层与开采层之间的垂直距离，m；hp受开采层采动影响，邻近层能向工作面涌出卸压瓦斯的岩层破坏范围，m。hp按下式计算：对于上邻近层：hpKym0(1.2cosa) 式中：m0 开采层的开采厚度，m；a 煤层倾角，度；Ky 取决于顶板管理方式的系数。表 +1210m标高预抽前各邻近煤层瓦斯涌出量计算表邻近层编号WoiWeimimi邻近层瓦斯涌出量q2合计q2 22-（3-3）13.71.30.830.960.323.4 5.37 2712.86 1.270.730.960.221.9 与15煤层间距大于60米，以下煤层不计)3_3（3-3）-712.86 1.270.730.830.222.2 2.24 与15煤层间距大于60米，以下煤层不计)7与15煤层间距大于60米，以下煤层不计)0.0 1515-1611.591.220.921.520.332.1 6.4 15-1811.571.271.771.520.242.9 15-2011.551.320.531.520.220.8 15-（25-1）9.241.130.61.520.220.7 与25煤层间距大于60米，以下煤层不计)1616-1811.571.271.770.920.244.8 7.2 16-2011.551.320.530.920.221.3 16-（25-1）9.241.130.60.920.221.2 与25煤层间距大于60米，以下煤层不计)1818-2011.551.320.531.770.220.7 5.2 18-（25-1）9.421.130.61.770.220.6 18-259.241.131.011.770.221.0 18-（29-1）10.231.260.671.770.250.8 18-2910.091.272.221.770.182.0 无下煤层2020-（25-1）9.241.130.60.530.222.0 14.9 20-259.241.131.010.530.223.4 20-（29-1）10.231.260.670.530.252.8 20-2910.091.272.220.530.186.6 无下煤层（25-1）（25-1）-259.241.131.010.60.223.0 11.4 （25-1）-（29-1）10.231.260.670.60.252.5 （25-1）-2910.091.272.220.60.185.9 无下煤层2525-（29-1）10.231.130.670.60.222.2 8.1 25-2910.091.272.220.60.185.9 无下煤层（29-1）（29-1）-2910.231.272.220.670.226.5 6.5 无下煤层29无下煤层0表 +1210m预抽后各邻近煤层瓦斯涌出量计算表邻近层编号WoiWeimimi邻近层瓦斯涌出量q2合计q2 22-（3-3）9.591.270.830.960.322.3 3.61 279.00 1.170.730.960.221.3 与15煤层间距大于60米，以下煤层不计)3_3（3-3）-79.00 1.170.730.830.221.5 1.52 与15煤层间距大于60米，以下煤层不计)7与15煤层间距大于60米，以下煤层不计)0.0 1515-168.111.220.921.520.331.4 4.3 15-188.11.271.771.520.241.9 15-208.091.320.531.520.220.5 15-（25-1）6.471.130.61.520.220.5 与25煤层间距大于60米，以下煤层不计)1616-188.11.221.770.920.243.2 4.8 16-208.091.270.530.920.220.9 16-（25-1）6.471.130.60.920.220.8 与25煤层间距大于60米，以下煤层不计)1818-208.091.320.531.770.220.4 2.5 18-（25-1）6.471.130.61.770.220.4 18-256.471.131.011.770.220.7 18-（29-1）7.161.260.671.770.250.6 18-293.011.272.221.770.180.4 无下煤层2020-（25-1）6.471.130.60.530.221.3 13.2 20-256.471.131.010.530.222.2 20-（29-1）7.161.260.670.530.251.9 20-297.061.272.220.530.187.8 无下煤层（25-1）（25-1）-256.471.131.010.60.222.0 7.5 （25-1）-（29-1）7.161.260.670.60.251.6 （25-1）-297.061.272.220.60.183.9 无下煤层2525-（29-1）7.161.130.670.60.221.5 5.3 25-297.061.272.220.60.183.9 无下煤层（29-1）（29-1）-297.061.272.220.670.224.2 4.2 无下煤层29无下煤层邻近层瓦斯涌出量：邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线第二节 防爆措施一、防止瓦斯积存措施（一）健全稳定、合理、可靠的通风系统健全矿井稳定、合理、可靠的通风系统是防止瓦斯事故的根本保证。1、通风系统稳定、合理（1）矿井必须有完整、独立的通风系统，并确保通风系统合理。（2）生产水平和采区必须实行分区通风，准备采区，必须在采区构成通风系统后，方可开掘其他巷道。采煤工作面必须在采区构成完整的通风系统后方可回采。（3）采区进、回风巷必须贯穿整个采区，严禁一段进风、一段回风，本矿一采区回风上山贯穿整个采区。（4）采掘工作面实行独立通风，严禁任何2个工作面之间串联通风。本设计采煤面、掘进面之间独立通风，并设有隔爆水棚及自动抑爆装置互相隔离。（5）采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。（6）随着采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道，采煤工作面回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。（7）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。（8）矿井通风系统中设置控制风流的风门、挡风墙、调节风门、风筒、风嶂、挡板等设施，保证风路的畅通。主要进回风巷道之间的联络巷设置两道联锁的正向风门和两道反向风门，为矿井及采区工作面反风创造必要条件。 （9）回采工作面及掘进工作面均设有完善的风电闭锁瓦斯断电报警系统。 （10）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、排除瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须通过通风、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20的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度符合煤矿安全规程规定时方可开启。（11）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。（12）井下机电设备应设在进风风流中。如果铜室深度不超过 6m 、入口宽度不小于1.5m而无瓦斯涌出，可采用扩散通风。采区变电所必须有独立的通风系统。2、通风设施完好、可靠（1）加强对通风设备、设施的管理，经常检查维修，保证设备、设施一直处于良好运行状态。（2）所有通风构筑物(控制风流的风门、风墙、风窗)的质量必须符合要求，并能保障通风系统的稳定可靠；因风桥抗灾能力差，本设计不使用风桥。（3）已有的通风设施要建立日常检查和维护制度，保持通风设施完好可靠；（4）风门的砌筑要进行专门设计，其位置、质量、强度必须满足要求。（5）废弃巷道、采空区、盲巷和暂时不用的巷道要及时进行封闭。（6）总回风巷、主要回风巷不得设置风流控制设施。（7）要根据采掘进度及时施工永久通风设施，减少临时通风设施数量，确保风流稳定，控制可靠。（8）井下密闭必须挂牌、上图，启封密闭必须编制专门措施。3、矿井必须采用机械式通风（1）矿井主要通风机装备 2 台，1 台工作，1 台备用。装有通风机的井口必须封闭严密，外部漏风率不得超过5%。（2）主要通风机采用双回路供电，备用风机随时处于带电备用状态，一回路电源停止供电后，另一回路必须马上投入运行。自配电房至风机供电线路上严禁分接负荷。（3）设计矿井反风方式采用主要通风机电机反转反风，反风风量不得小于正常供风量的40，矿井每年应进行1次反风演习。（4）严禁采用局部通风机或风机群作为主要通风机使用。（5）装有主要通风机的出风井口安装有防爆门，以保护主要通风机。防爆门每6个月检查维修1次。（6）至少每月检查1次主要通风机。改变通风机转数或叶片角度时，必须经矿技术负责人批准。（7）新安装的主要通风机投入使用前，必须进行1次通风机性能测定和试运转工作，以后每5年至少进行1次性能测定。（8）严禁主要通风机房兼作他用。主要通风机房内必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表，还必须有直通矿调度室的电话，并有反风操作系统图、司机岗位责任制和操作规程。主要通风机的运转应由专职司机负责，司机应每小时将通风机运转情况记入运转记录簿内；发现异常，立即报告。（9）因检修、停电或其他原因停止主要通风机运转时，必须制定停风措施，主要通风机停止运转时，受停风影响的地点，必须立即停止工作、切断电源，工作人员全部撤出。本矿由主、副斜井进风，回风平硐回风，中央并列抽出式通风。通风系统由主通风机、各类通风设施以及通风网络构成，系统简单，回风巷道无角联风路。矿井通风困难时期等积孔为A=1.8m2，通风难易程度属中等阻力矿井。各区段采、掘工作面由进、回风绕道及石门构成独立的通风系统。通风系统中按要求设置有双向风门、双向调节风门、调节连锁风门等各类通风设施，在某些地段瓦斯局部积聚时，可以通过调节风门，增大瓦斯积聚地段的风量，减小瓦斯局部积聚的可能性。在地面通风机房安装两台FBCDZ6NO17B型矿用隔爆轴流式主要通风机，1备1用，双回路独立电源供电；掘进工作面局扇供电实行“三专”和“双电源”供电，使用“双风机”供风，工作面的供电系统实现“风电”和“瓦斯电”闭锁。在风井井筒与地面接口处设有防爆门，当主要通风机因故停止运转时，防爆门及时打开，充分利用自然风压通风。矿井反风设施完善，矿井反风时只要操作主要通风机电控装置就能实现通风机电机反转，从而实现矿井风流反向。各主要进、回风联络巷均设有两组闭锁的正反向风门，当主斜井等主要进风巷发生火灾、瓦斯爆炸时，能够在10min之内改变井下风流方向，风流方向改变后，主要通风机的风量大于正常供风量的40%。风井安全出口内设置两道闭锁的正反向风门，既可满足行人需要，又可满足反风需求。由此可见，本矿通风系统基本能够达到稳定、合理、可靠的要求。（二）保证工作面有充足的风量和合理的风速确保矿井各作业点充足的风量、合理的风速是防止瓦斯事故的可靠保证。1、矿井必须根据实际情况制定风量计算办法，做到按需分配风量。2、矿井供风量必须满足所有采掘工作面及硐室的风量需求，安排采掘作业计划前进行通风能力核定，必须按实际供风量核定矿井产量，严禁超通风能力生产。不能满足用风需要时，必须进行系统改造和设备更新，否则按实际供风量核定矿井产量。3、井下各作业点必须配备足够的风量和合适的风速，各条巷道的风速必须满足煤矿安全规程 第一百零一条的规定（井下各巷道风速、风量详见下表）。主要巷道风速、风量表序号巷道名称支护方式巷道长度风量风速（m）m/sm/s1主斜井锚喷325303.92副斜井锚喷305303.93回风平硐锚喷40617.264井底车场锚喷40303.455主石门锚喷30293.776风井（一段、二段、三段）锚喷313617.267二采区运输下山锚喷260273.518二采区回风下山锚喷280547.619运输石门锚喷290373.6310二采区轨道下山锚喷280547.6111材料石门锚喷290547.6112回风石门锚喷290162.2513采面运输巷锚喷615152.3814采面单体10015315采面回风巷金支585152.3816掘进运输巷锚喷10081.2717掘进回风巷金支58581.274、在主要风巷中建立测风站，测风站设置应符合煤矿安全规程（2011版）要求，并详细进行各用风地点的风量、风速、瓦斯、煤尘等参数测定，使之符合 煤矿安全规程 （2011版）的要求。5、矿井必须建立测风制度，每10天进行1次全面测风。对采掘工作面和其他用风地点，应根据实际需要随时测风，每次测风结果应记录并写在测风地点的记录牌上。根据测风结果采取措施，进行风量调节。矿井必须有测风记录。 6、矿井必须有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。7、矿井应绘制矿井通风系统立体示意图和矿井通风网络图，通风系统图必须标明风流方向、风量和通风设施的安装地点。必须按季绘制通风系统图，并按月补充修改。通风系统图中标明各测风站巷道断面、风量、风速等。8、定期对矿井通风设施进行检查和维护，保证通风调节可靠。9、定期对巷道断面变形情况进行检查，及时进行维修，保证井下巷道断面及高度符合要求。10、合理预测矿井瓦斯涌出量，按煤矿安全规程第103条的要求根据具体条件制定本矿风量计算方法，定期进行风量计算和分配调节。作业规程中必须有通风设计，证采掘面充足配风。11、硐室配风量要满足设备降温、空气质量符合规定、有害气体不超限的要求。12、加强局部通风及管理，掘进巷道必须采用局部通风机通风，掘进通风方式采用压入式，不得采用抽出式，掘进工作面禁止采用扩散通风。局部通风机和风筒的安装和使用规定详见本条后“（三）瓦斯异常区装备、管理标准”中第1款“防止掘进巷道瓦斯积聚措施”。（三）瓦斯异常区装备、管理标准合理确定瓦斯异常区装备、管理标准是防止瓦斯事故的有力措施。针对瓦斯来源的涌出量与涌出规律的特征，矿井瓦斯涌出的区域可分为回采区、掘进区和已采区。瓦斯来源是瓦斯治理的基本依据，根据瓦斯来源的差异装备不同的设施、设备及采取不同的防治措施。1、防止掘进巷道瓦斯积聚措施在掘进巷道中最常见的瓦斯积聚形式有巷道顶板冒落空间和支架两侧背部及顶部空间的积聚等。防止瓦斯积聚除采用独立通风外，还需要采取以下措施：（1）加强通风，增加风速，保证一般瓦斯涌出情况下顶板风速不小于0.5m/s。（2）掘进通风方式必须采用压入式，安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定：1）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。2）局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合本规程第101条的有关规定。3）高瓦斯矿井、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井、低瓦斯矿井中高瓦斯区的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷掘进工作面正常工作的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）供电，专用变压器最多可向4套不同掘进工作面的局部通风机供电；备用局部通风机电源必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保持掘进工作面正常通风。4）其他掘进工作面和通风地点正常工作的局部通风机可不配备安装备用局部通风机，但正常工作的局部通风机必须采用三专供电；或正常工作的局部通风机配备安装一台同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机正常工作。5）必须采用抗静电、阻燃风筒，风筒口到掘进工作面的距离应不小于5m。混合式通风的局部通风机和风筒的安设、正常工作的局部通风机和备用局部通风机自动切换的交叉风筒接头的规格和安设标准，应在作业规程中明确规定。局部通风机风筒管理基本要求为： 风筒接头严密（手距接头处0.1m 处感到不漏风），无破口（末端 20m 除外），无反风接头，软质风筒接头要压边，硬质风筒接头要加垫，上紧螺钉。 风筒吊挂平直，逢环必挂，铁风筒每节至少吊挂两点。 风筒拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯，异径风筒每节至少吊挂两点。 经常检查风筒的完好状况；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多风量；风筒转弯要少，过渡段圆滑。6）使用局部通风机供风的地点必须必须装备甲烷断电仪和风电闭锁装置，实行风电闭锁，以保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障；待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。使用2台局部通风机同时供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。7）每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。8）严禁使用3台以上（含3台）局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。”9）使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源。（3）当风速不能满足要求时，在靠近瓦斯涌出阶段，采用设置风幛、靠顶板挂倾斜挡板等措施，局部增加风速。（4）及时封闭报废的巷道和采空区，并防止联接处瓦斯积聚。（5）增加掘进巷道的供风量。（6）将冒落空洞进行填实，支架两侧及顶板、背板密实。（7）临时停工的地点停风后应即时密闭，启封密闭区等排放瓦斯必须由救护队进行。（8）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。（9）掘进瓦斯的涌出治理1）可采用湿润煤体与洒水；2）减少一次爆破量与爆破深度；3）采取间歇掘进但不停风；4）采用双巷掘进；5）缩短独头掘进巷道的长度；6）加强通风，严格通风管理；7）限制掘进速度等措施。2、防止回采工作面瓦斯超限措施回采工作面的瓦斯涌出特征与涌出量是治理瓦斯的基础，矿井采掘工作面回风流中瓦斯浓度必须治理到1%以下才能作业，本矿井回采工作面采用爆破落煤，煤层暴露面积大，放炮时出现瓦斯涌出高峰，峰值可分为两部分Q1和Q2。Q1包括入风携带的瓦斯，煤壁涌出的瓦斯和采空区涌入回采工作面的瓦斯等，这些是与采煤产量无直接关系的瓦斯涌出。Q2与每次放炮的孔深、孔数，爆破区长度，煤的破碎程度及本煤层瓦斯含量有关。这些参数越高，瓦斯涌出量峰值就越大。Q2是与煤产量直接有关的瓦斯涌出。回采工作面采用“U”形通风系统，这种系统具有漏风小的优点，但在上隅角附近由于采空区涌出的瓦斯大部分在这里集中，同时在此处风速低，风量不足，容易积存瓦斯而超限。主要形式有工作面上隅角瓦斯集聚及顶板附近瓦斯层状瓦斯集聚。（1）经常测风，保证采煤工作面的风量及风速满足煤矿安全规程（2011版）第101条规定。（2）在回采工作面与回风巷的联接处(上隅角)附近设置一道木板隔墙或帆布风幛，迫使一部分风流清洗上隅角，防止上隅角瓦斯积聚。（3）在采煤面上隅角处设置便携式瓦斯检测报警仪，以检查上隅角瓦斯情况。（4）加强工作面顶板管理，做到正常支护，保证工作面有足够的通风断面。（5）工作面遇破碎带、工作面上下端头要及时加强特殊支护，保证破碎带、工作面上下端头有足够的通风断面。（6）缺失的支柱及时补齐，失效的支柱及时更换，防止工作面局部冒顶及大面积垮顶。（7）及时清理工作面的浮煤、散矸及杂物保证工作面有足够的通风断面。（8）工作面上隅角瓦斯的处理措施采用采空区留管抽放方法进行瓦斯抽放，将高浓度瓦斯通过抽放管抽到地面排放；在工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障，迫使一部分风流流经上隅角，将积存瓦斯冲淡、排出；或将回风巷道后的联络眼密闭打开，并在回风巷设置调节风室或挂风帘，迫使一部分风流流经上隅角冲淡瓦斯后排出。（9）顶板附近瓦斯层状瓦斯集聚处理措施若回采工作面风速未能保证设计风速而小于1m/s，则容易使瓦斯浮于巷道顶板附近，形成一个比较稳定的带状瓦斯层，这即是瓦斯的层状集聚。处理办法是保证回采工作面的设计风速，使瓦斯与风流能充分地紊流混合，冲淡及排出。（10）突出危险工作面（包括采掘工作面）必须配备专职瓦斯检员，跟班经常检查瓦斯，并密切观察突出预兆，监督检查落实防突措施，当发现有突出预兆时，瓦斯检查员有权停止作业，撒出人员。3、已采区瓦斯的处理措施（1）必须及时封闭采空区，并保证密闭质量，以控制其瓦斯涌出。（2）应加强对采空区瓦斯的观测与管理已采区瓦斯涌出特点是随着采止时间的增长，涌出量渐减；地面大气压力变化必然引起矿井井下大气压力的变化，对瓦斯涌出有着密切的关系，其涌出量会随之波动，气压降低时涌出量增大。因此大气压力变动季节加强对采空区瓦斯的观测与管理。（3）采取抽放措施当老空区涌出量较大时，应进行抽放瓦斯，抽放这种瓦斯方法简易，工程量小，容易奏效。（本矿采用采空区埋管瓦斯抽放和高位钻孔抽放）4、防止其它巷道瓦斯超限措施（1）井下人员躲避硐及信号硐室或调度绞车硐室等扩散通风距离不得超过6m，且巷道宽度不得小于1.5m，高度不得小于1.8m，并经