煤矿技改扩能工程(二采区)瓦斯综合治理可行性分析报告

1 煤矿 技改扩能工程 (二采区 )瓦斯综合治理 可行性 分析 报告 第一章 矿井基本情况 第一节 概况 宏兴煤业有限公司所属的 某煤矿 位于普安县楼下镇禹歇村境内，是生产能力为 6万吨 年的合法生产矿井。矿井开采的主要煤层是 C17、C19、 C24号无烟煤，井田面积 1.4331 平方公里，核实可利用储量 1257万吨，可采储量 901.12 万吨。根据煤炭市场的需求情况和企业发展的需要，于 2005 年委托设计单位编制矿井技术改造开 采方案，经贵州省煤炭局关于对普安县 某煤矿 开采方案设计的批复（黔煤规字 2005136 号）文件批准，同意 某煤矿 技改为 30 万吨 年，目前正在进行 新系统 技改扩能工程建设施工。 交通位置： 矿井由主干公路北到普安县城 66Km 接 320 国道，南至兴义市 52Km 接国道；南昆铁路 从 矿区西南方向通过，距威舍站 40Km距清水河站 20Km， 对外 交通较 为 方便。 井田范围：井田走向长约 1.1km，倾向宽 1.4km，面积 1.4331km2，核实可利用储量 1257 万吨， 可采储量 901.12 万吨，矿界的 9 个拐点坐标为： A： X=2809070 Y=35486130； B： X=2809900 Y=35487030； C： X=2808960 Y=35487540； D： X=2808110 Y=35487090； E： X=2808170 Y=35486630； F： X=2808320 Y=35486820； G： X=2808700 Y=35486550； H： X=2808500 Y=35486210； 2 I： X=2808810 Y=35486060； 第二节 地质构造及煤层特征 矿区总体为台地地貌，属中高山地形。地面植被较发育，灌木 、杂草丛生，小冲沟较多，并呈树枝状展布，主要冲沟的走向与地层倾向基本一致。矿区北部为飞仙关组中下部地层，井田内最高点标高海拔 +1415m，最低点标高 海拔 +1075m，相对高差在 340m。含煤地层多被滑坡及第四系坡积物覆盖，滑坡一般有两级台阶，台阶内地形相对平缓， 矿区内无大河流。 一、地层及主要地质构造 1、地质特征 含水层岩组：为第四纪和下三叠统飞仙关组。其中第四纪为混杂有冲击、残积、坡积的重力堆积物，厚度 0 15m。由滑移岩石块体及砂、泥和砾石组成，主要分布在沟谷和山麓地带，形成覆盖面大的孔隙含水层，由大 气降雨直接补给。飞仙关组为薄至中厚层状砂岩、粘土质粉砂岩夹少许粘土岩、灰岩，厚度大于 253m，是位居含煤地层之上含孔隙水的弱含水层，常形成高山、陡坡。 隔水层岩组：为二叠系上统龙潭组。龙潭组以钙质砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、硅质岩夹煤层、煤线等组成，厚度大于 263m。由于钙质砂岩、粉砂岩等的孔隙水、裂隙水常被粉砂质泥岩和煤层阻隔，因而龙潭组视为相对隔水层。 补给、径流、排泄条件：主要含水层为第四纪，所偏含孔隙水主要由大气降雨补给，之后经地表溪流排泄于区外，其流量随季节和降水的变化而变化，一般为 17 升 /秒。 3 2、地质构造 楼下镇 某煤矿 在地质构造单元分区上属扬准地台黔北台隆六盘水断陷普安旋扭构造变形区的黔西南涡轮构造，具体位于该构造单元内的牛角向斜之南西扬起端了附近。褶皱及断裂构造发育。 （ 1） 、褶曲 单斜构造是矿区的总体构造格架，岩性主要为二迭系上统龙潭组含煤岩系，岩层产状：倾向 150 260 ，倾角 9 13 ，但在矿区范围内由于受南东侧、北西侧及中产部三条断层的影响，致使单项斜构造被破坏，局部段发生褶曲。 （ 2） 、断层构造 F1 断层：出露于矿区北西侧小营上一带，地貌上形成沟堑，地表延伸约 1100m，呈北东向 展布，倾向南东，倾角 63 ，断距 50m；两盘均为龙潭组，为正断层。 F2 断层：出露于矿区中侧小营上一带，地貌上形成沟堑，地表延伸约 1300m，呈北西向展布，倾向南西，倾角 70 ，断距 65 85m；两盘均为龙潭组，破坏了矿区内煤层的连续性和完整性，为正断层。 F3断层：出露于矿区东侧，地貌上形成沟堑，地表延伸约 1300m，呈北东向展布，倾向北西，倾角 23 45 ，断距 50m；两盘均为龙潭组，为逆断层。 F4断层：出露于矿区南西侧，地貌上形成沟堑，地表延伸约 1000m，呈北西向展布，倾向北东，倾角 45 70 ，断距 50m；两盘均为龙潭组，为逆断层。 由于矿区范围内断层构造发育，破坏了区内煤层的完整性，因此， 4 矿区构造复杂。 二、煤层及煤质 该矿井煤岩以条带状、粒状结构为主，由镜质组分及镜质显微组分，惰性组分及惰性显微组分和矿物杂质组成，在煤岩中有机组分转化成的有益组合 凝胶化、丝炭化产物较多；有害组分 氧化矿石、硫化物、盐类矿物较少。区内煤岩以块状为主，粉（土）状次之。 在矿区含煤地层中，可采煤层有 3 层，自上而下依次为： C17、 C19、C24 号煤层，煤质均为无烟煤，各 煤层特征如下： C17 号煤层： 平均 厚度 3.51m， 煤层 结构为 层状 ，较稳定，煤层 倾角一般小于 15 ，多为 9 13 ， 一般在煤层中或中上部夹一层厚10cm 的炭质页岩、炭质泥岩中含星点状（小量团块状）黄铁矿。煤层最大厚度 7 8m，最小厚度 1.85m， 属低灰中硫特低磷无烟煤。 C19 号 煤层：为矿区可采煤层之一，厚度 1.44 2.20m，平均 1.86m，产出较稳定 ，煤层呈似层状产出，产状与顶、底板产状基本一致，倾角小于 15 ，煤层内部结构简单，为单层煤、常夹有一层厚约 8cm 的炭质页岩、炭质粘土岩和豆夹状夹矸，夹矸在走向和倾向上延伸一般小于 1.5 2.0m， 属 低灰中硫特低磷无烟煤。 C24 煤层：煤层主要呈似层状，局部呈透镜状产出，是全矿区产出较稳定煤层之一，煤层产状与围岩一致，倾角 10 左右。在煤层的中部通常夹一层不稳定和含黄铁矿炭质页岩或炭质泥岩，其厚度小于1.20m。为此， C24煤层在当地有 C24上、下煤层之分。 煤层厚度 1.304.00m，平均厚度 2.52m。 属低灰富硫特低磷无烟煤。 C18、 C20、 C25、 C28煤层：该 4 层煤层在本矿区范围内均属不稳定或 5 较稳定型，表现为煤层的厚度小，结构复杂，并在空间上变化较大，在矿区内局部地段可供开采。 三、矿井瓦斯、 煤层自燃倾向性、煤尘爆炸性 瓦斯：根据贵州创新矿冶开发有限公司 2005 年 8月的鉴定报告，本矿为高瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为 15.88m3 t。在开采过程中要加强矿井通风和瓦斯管理，采取有效的防治瓦斯措施，确保不发生瓦斯事故。 煤尘：根据煤炭科学总院重庆分院对 某煤矿 C17煤尘爆炸性鉴定报告，本矿 C17煤层无煤尘爆炸性，矿井应对 C19和 C24煤层补作鉴定。矿井仍要采取综合防尘措施，使井下巷道空气中的含尘浓度降到安全标准以下，以保证井下作业环境符合规程要求。 煤层自燃：根据煤炭科学总院重庆分院对 某煤矿 C17煤层自 燃倾向等鉴定报告本矿 C17煤层自燃倾向等级为三类。矿井应对 C19和 C24煤层自燃倾向等级补作鉴定，在生产管理中要注意观察自燃发火征兆，加强管理。同时要加强外因火灾的防治工作。 煤与瓦斯突出：根据煤炭科学总院重庆分院鉴定，矿井 C17号煤层为突出煤层。在开采过程中加强管理，采取有效的 “ 四位一体 ” 的防突措施的，确保不发生事故。 本区无冲击地压的记录，地温无异常。 第三节 勘探程度及可靠性 一、勘查地质工作 1、 1969 1972 年，贵州省地质局区域地质调大队对该区进行过区 6 调工作，提交了 1： 20万盘县幅区域地质调查报告。 2、 1965 1966 年，六盘水地区煤矿地勘公司、煤炭科学院西安研究所和中国科学古生物研究所对包括本矿区在内的盘县相区西侧羊场坡至土城一带的上二迭系含煤地层进行了研究，将该相区煤层进行了分层编号，本次工作所采用的煤层编号基本与之对应。 3、 1998 年 12 月，贵州地勘局一 六地质大队在该区开展过勘查地质工作，提交了普安县楼下镇煤矿区地质简测报告基本查明了该区煤层的赋存特征及构造特征，估算资源储量 26838.89 万吨 ,本次核实的普安县楼下镇 某煤矿 为其中一部份。 4、 2005 年 3 月，中化地质矿山总局贵州地质 勘查院在贵州地勘局一六地质大队提交的普安县楼下镇煤矿矿区地质简测报告的基础上，根据 某煤矿 生产矿井资料和现场调查资料以及矿方提供的资料，采用 1： 10000 地形图利用 AutoCAD放大成 1： 2000 地形图为底图，开展与核实报告有关的地表地质工作，并采用经纬仪及手持式 GPS 全球卫星定位仪对采矿巷道地表出口进行准确定位，采用经纬仪对采矿工程进行系统的测量，完成如下工作： (1)、 1： 5000 地形地质图 1.4331km2； (2)、 1： 2000 地质剖面测量 4828m/3条； (3)、采矿工程测量： 3155m；调 查采样点坐标测量 33 点； (4)、煤矿调查采样 33处； 对 某煤矿 的矿区范围内各可采煤层资源量类别进行了划分，并计算了保有资源量，主要结论为： 7 (1) 煤矿资源赋存于晚二迭世龙潭组地层中，缓倾斜煤层，含全区可采煤层 3 层（ C17、 、 C19、 C24），含局部可采煤层 4层（ C18、 、 C20、C25、 C28），其中，全区可采煤层 C17、 、 C19、 C24 平均厚度分别为 3.51m、1.86m、 2.52m。 (2)、矿井水文地质条件为简单类型。 (3)、 矿区煤质牌号均为无烟煤。 (4)、 核实截止 2006 年 4 月 1 日，普安 县楼下镇 某煤矿 矿区范围C17、 C19、 C24煤层 保有资源量： 1257万吨。 其中： 控制的内蕴经济资源量（ 332）： 329 万吨 推断的内蕴经济资源量（ 333）： 872 万吨 预测的资源量（ 334）？： 56万吨，并编写成资源储量核实报告。 二、资源储量的可靠性 上述资源储量核实报告已于 2006 年 4 月 1 日，由黔西南州国土资源局主持的聘请矿产资源储量评估师和有关专家组成的评审小组的评审。 第四节 矿井开拓与开采 开拓方式： 矿井采用斜井开拓，分层布。共设置三个井口：主斜井、副斜井、回风 斜井。主斜井作为运煤的皮带斜井；副斜井用为提升矸石、运送材料、进风等；回风斜井用为矿井总回风井。各井口坐标： 主斜井： X： 2809007 ， Y： 35486709 ， Z： +1249，倾角： 16 副斜井： X： 2808999 ， Y： 35486748 ， Z： +1250，倾角： 20 回风斜井： X： 2809708 ， Y： 35487083 ， Z： +1372 倾角： 20 8 矿井共划分为两个采区， F2 断层以南为一采区，以北为二采区。目前一采区还在开采，二采区正在进行矿井技改扩能新系统建设施工。 主斜往下掘进至 C17号煤层后 ，继续往下掘进 60m 作井底煤仓，主井与煤仓上口用联络巷联接，从井底煤仓往采区皮带上山掘进皮带运输平巷； 副斜井穿过 C17号煤层后掘至 C19 号 煤层，分别在 C17号煤层、C19 号 煤层往东掘进运输大巷至采区上山下部车场，然后按设计沿煤层掘进采区皮带上山、采区轨道运输上山、采区回风上山至采区上部，先在采区上部布置回采工作面进行回采。 采煤方法与顶板管理：采煤方法为走向长壁后退式采煤，爆破落煤，全部垮落法管理顶板。 第五节 目前矿井瓦斯治理情况 矿井通风方式：采用分区式抽出式，矿井目前生产的一采区设计风量为 720m3/min，实际总风量约为 1100 m3/min ；二采设计风量为2880m3/min。 目前矿井生产的一采区，由于产量不大，风量充足，在矿井瓦斯治理方面，主要是采用矿井通风的方法稀释矿井瓦斯并排出地面；其次是矿井安装瓦斯监测监控系统，加强对矿井瓦斯的监测监控，实行矿井风、电闭锁，瓦斯、电闭锁；在矿井防治煤与瓦斯突出方面，严格执行“四位一体”的防突措施，但采用的防突工程措施主要是采用钻孔自然排放瓦斯；在安全防护方面主要是对下井人员配戴隔离式自救器；在矿井瓦斯管理方面，严格执行矿井瓦斯管理的各种制度、措施，加强 矿井的瓦斯检查管理，确保矿井的安全生产。 9 第二章 瓦斯治理的必要性 根据贵州创新矿冶有限公司 2005 年 对矿井生产采区 瓦斯鉴定报告，相对瓦 斯涌 出量为 15.88m3/t，鉴定为高瓦斯矿井；根据煤炭科学总院重庆分院鉴定，矿井 C17号煤层为 煤与瓦斯 突出煤层。 矿井瓦斯是极易引发煤矿重、特大灾害性事故的重大危险源之一，为确保矿井的安全生产，必须采用各种有效措施，对矿井瓦斯进行综合治理，是有效预防矿井瓦斯重、特灾害事故发生的重要手段。开采有煤与瓦斯突出危险煤层的矿井，建立防突专业队伍，配备适量的技术人员和施工队伍， 保持队伍的稳定性，负责掌握突出动态和规律，制定和实施防突措施，填写突出卡片，为矿井的防突工作积累经验；采用钻机向煤层打一定数量的钻孔，对煤层的瓦斯进行抽放或排放，可以降低煤层中的瓦斯压力和瓦斯含量，并由此引起煤层的收缩变形，使煤层的地应力下降、透气性增大，地应力和瓦斯压力梯度减小，煤体的强度增大，使煤层突出的主动力减弱，抵抗突出的阻力增强，从而起到消除或削弱煤与瓦斯突出危险性的效果；煤矿井下安装使用瓦斯监测监控系统，对井下瓦斯实现实时监测监控，能随时掌握井下瓦斯变化情况，并且实现瓦斯超限自动断电功能，能有效 地预防矿井重大瓦斯事故的发生，实现矿井的安全生产；开采有煤与瓦斯突出的矿井，采取在井下建立临时避难硐室与压风自救系统、下井人员配带隔离式自救器等安全防护措施，当井下一旦发生瓦斯、火灾等矿井灾害事故时，灾区人员戴上隔离式自救器后，可以顺利地撤出灾区，当一时无法撤出灾区时，可以撤到安装有压风自救系统的避难硐室等待救援，能有效地保障矿工的生命安全，最大限度地减少灾害事故所造成 10 的损失。开采有煤与瓦斯突出危险的煤层，采取措施对矿井瓦斯实行综合治理，是保障矿井安全生产的需要，也是国家法律法规的要求。 第三章 瓦斯综 合治理方案 二采区技改扩能工程俊工投产后，矿井的生产能力为 30 万吨 /年，矿井的瓦斯绝对涌出量会较大；同时矿井在开采有煤与瓦斯突出煤层的突出危险区时，采取防突工程时能更及时、更有效地消除煤与瓦斯突出危险，使矿井的正常采、掘作业保持正常，必须采取各种措施对矿井瓦斯进行综合治理，确保矿井的安全生产。 根据国内开采高瓦斯的矿井及开采有煤与瓦斯突出危险的矿井的对矿井瓦斯综合治理的成功经验，以及国家对开采高瓦斯矿井、开采有煤与瓦斯突出危险矿井的技术、法规要求，在矿井开采时，议采用如下的瓦斯综合治理方案：建立专门的防治煤 与瓦斯突出防突队伍，加强对矿井区域性煤与瓦斯突出危险性的预测预报，对采掘工作面的瓦斯采取钻孔预排放与瓦斯预抽放相结合的综合治理措施；在井筒施工或石门施工揭露煤层前，采取预打超前钻孔探煤，远距离松动爆破的揭煤措施；安装井下瓦斯监测监控系统，加强对井下瓦斯的监测监控；在井下建立临时避难硐室与压风自救系统，下井人员配带隔离式自救器等安全防护措施。 一、 建立瓦斯专业防突队伍 1、瓦斯专业防突队伍的职责范围： （ 1） 对矿井煤与瓦斯突出危险进行区域性的预测预报，负责掌握突出动态和规律，制定和实施防突措施，填写突出卡片，积累资料； 11 （ 2）负责井下瓦斯钻孔排放和钻孔抽放的钻孔施工和其它钻探施工； （ 3）负责瓦斯抽放管路及抽放系统各种设施的安装、维护、调整、更换等； （ 4）负责对矿井瓦斯抽放系统、钻场、管线、主要设备、设施的日常检查和抽放系统的测试、调整、试验，数据、资料的记录和整理等安全技术管理工作。 （ 5）负责对瓦斯排放孔、瓦斯抽放孔、钻场、瓦斯抽放管路铺设的施工设计，编制安全措施，并贯彻执行。 2、劳动定员： 根据岗位设置，成立瓦斯防突队，由矿通风部管理，定员为 20 人，详见下表： 类 别 出 勤 人 数 替补人数 在籍人数 备 注 夜班 日班 中班 小计 队长 1 1 技术人员 1 1 钻探工 3 3 3 9 9 瓦斯观测工 1 1 1 3 3 放水、维修工 2 2 泵站值班人员 1 1 1 3 3 电气检修工 1 1 合计 20 20 二、采掘工作面瓦斯抽放防突 本矿井技改扩能设计年产量为 30 万吨，属高突矿井，根据国家煤矿安全监察局要求，必须进行瓦斯抽放。本矿瓦斯抽放的专项设计已委托煤炭科学研究总院重庆分院设计完成并已在一采区安装实施抽 12 放 ，矿井应按照煤炭科学研究总院重庆分院的瓦斯抽放专项设计和矿井防治煤与瓦斯突出的专项设计要求在二采区安装进行瓦斯抽放。 1、瓦斯抽放方法 （ 1）本矿在地面建瓦斯抽放系统，采取回采工作面预抽、掘进巷道抽放、采空区抽放相结合的办法。抽放管路安装在采面回风顺槽、机巷和掘进巷道内，由回风上山，风井引至地面瓦斯抽放站，抽放的瓦斯排放到大气中。 （ 2）钻场和钻孔布置：在采面机巷、回风巷和掘进巷内每隔 15米设一钻场，在每个钻场内向煤层中打一个孔，钻孔方向斜向采面布置，钻孔与巷道的夹角为 60 度，钻孔深度 70 米。在风巷斜向下打 钻孔，在机巷斜向上打钻孔。采面斜长 120 米，钻孔深度与夹角及钻孔距离按上述要求布置，基本可以达到抽放瓦斯的效果。若采面斜长增大时必须增大钻孔深度。 （ 3）封孔：封孔时先将一根长 9 米的无缝钢管放入孔中，孔口外留 0.2 0.3 米以便扎接胶管，然后将膨胀水泥利用压风注入孔中，封孔长度 5 8 米。封孔后在孔外一段无缝钢管上扎接胶管，连接压力表、阀门、放水器和流量计，最后接在抽放瓦斯管上。 2、瓦斯抽放系统的计算选型 （ 1）瓦斯抽放管路的选择 瓦斯抽放浓度、抽放量的确定 瓦斯抽放浓度 C 按 35考虑。 由于瓦斯抽放站主 要是抽放开采煤层瓦斯，其抽放纯量为回采工作面瓦斯涌出量，煤层相对瓦斯瓦斯涌出量按 20m3 t 计算，则绝对 13 瓦斯涌出量为 20900 2460 12.5m3min 。煤层瓦斯涌出系数，一般取 0.8，则瓦斯涌出量为 0.812.5 10 m3min 。 本矿瓦斯抽放率按 30计算，瓦斯抽放浓度 C 按 35考虑。 瓦斯抽放的混合量： Q 混 Q 纯 C 1030 35 8.6 m3min 。 瓦斯抽放管的管径 d=0.1457 QV 12 式中： d 瓦斯抽放管径， m Q 瓦斯抽放管内流量， m3 min， 取 Q Q 混 8.6 m3 min V 瓦斯抽放管内流速， ms ，一般取 5 15 ms 。 瓦斯抽放管的管径为 d=0.1457 8.610 12 0.135 m 取 d=200mm 故瓦斯抽放管选型为： DN200 的无缝钢管，长度 500m。 瓦斯抽放管路阻力计算 hf=9.8LQ 2 Kd 5 p1n 1 p2n 2 p 2 式中： hf 管路阻力 Pa 混合瓦斯对空气的相对密度 L 管路长度， m，取 L 500m Q 混合瓦斯流量， m3 h Q 混 8.6 m3 min 516 m3 h K 管径系数，取 K 0.6； d 管路内径， cm p1 瓦斯密度，取 0.715kgm 3 p2 空气密度，取 1.293 kgm 3 n1 混合瓦斯中的瓦斯浓度，按 40考虑 14 n2 混合瓦斯中的空气浓度。 则混合瓦斯对空气的相对密度 p1n 1 p2n 2 p 2 0.7150.4 1.2930.6 1.293 0.821 瓦斯抽放管路阻力 hf=9.8LQ 2 Kd 5 hf=9.80.8215005162 0.6205 558 Pa 局部阻 力 h 局 =hf15 55815 84 Pa 瓦斯泵流量及压力 瓦斯泵流量： Qp KQ 纯 X 1.21030 0.350.8 12.85 m3 min 瓦斯泵压力： Hp KB hf h 局 h 孔 1.2 558 84 20000 2064220.642kPa。 X 瓦斯泵入口处瓦斯浓度，煤矿安全规程规定 X0.3 瓦斯泵的机械效率， =0.8 K 抽放备用系数，一般取 K=1.2 h 孔 抽放孔口压力，本矿确定采用高负压抽放取 h 孔 20000 Pa （ 2）瓦斯抽放泵的选择 选用 SKW 20 型水环真空抽放泵 2 台（ 1 台工作， 1 台备用）。其最大抽气量 20.4 m3min ，极限负压 100 kPa，配套电动机功率 37KW，水耗 6.5 8 m3h 。 （ 3）管路敷设要求 15 管路的连接方式采用 CDU 2.5219 快速接头，抽放管路要具有良好的气密性、足够的机械强度，并要防腐，要和动力电缆、照明电缆和通讯电缆分开敷设。 （ 4）钻机 钻机选用 MYZ 100 型多功能钻孔，钻杆规格 50mm 开口直径85mm，终孔直径 65mm，最大钻深 100m，电动机功率 11KW。 （ 5）抽放瓦斯管路及附属装置 抽放瓦斯管路要具有良好的气密性、足够的机械强度，并要防腐，要和动力电缆、照明电缆和通讯电缆分开敷设。 抽放管路在抽放泵负压侧安装旋涡式流量计，检测抽放泵的流量。 抽放管路拐弯、低洼、温度突变处安装自动放水或人工放水器。抽放泵进出管路上安装测压装置，并在进出管上安装控制闸门。 3、提高抽放瓦斯效果的主要措施 本矿无抽放瓦斯的可行性论证资料，因此本设计仅为本矿抽放瓦斯的初步的方案设计。抽放瓦斯巷、钻孔深度、钻孔孔数、钻孔方位、孔距、封孔长度等均应通过实践来验证和调整。要达到预想的抽放率 ，提高抽放效果，保证抽放后采面达产时，瓦斯不超过规定。应采取以下主要措施。 （ 1）要按设计布置钻场、钻孔深度、方向、个数都必须达到设计要求。 （ 2）封孔要严实，封孔长度达到要求，不得有漏气现象。 （ 3）抽放瓦斯泵和抽放瓦斯管路及其附件必须按设计要求安装，并保证抽放管路系统不漏气。 16 （ 4）如果在抽放瓦斯后回采工作面瓦斯仍然超限，必须采取增加钻场个数，缩短钻场距离，或增加孔数，延长抽放时间等措施，保证抽放后采面正常达产时，瓦斯不超过规定。 （ 5）抽放瓦斯泵供电系统必须可靠，必须采用双回路供电，确保抽放瓦斯泵不间 断的正常运转。 （ 6）瓦斯抽放必须安装监测监控系统，必须定期进行抽放效果分析，必须建立抽放瓦斯人员的岗位责任制及其他管理制度，确保抽放瓦斯工作的正常进行，达到预计的抽放率。 4、抽放瓦斯泵房设备布置 1）泵房设计原则 （ 1）泵房建筑必须采用不燃性材料，耐火等级为二级。 （ 2）泵房周围必须设置棚栏或围墙。 （ 3）泵房应有防雷电、防火灾、防洪涝、防冻等设施。 （ 4）泵房内要有良好的通风照明设施并有直通矿井调度室的电话。 （ 5）耪 房的建筑面积应根据设备尺寸与台数决定，并留有余地。 （ 6）机械室、电器室和司机室都 要有单独房间，避免相互干扰。 （ 7）泵房应有双回供电线路。 （ 8）泵房应有供水系统。泵房设备冷却水一般采用闭路循环，给水管路及水池容积均考虑防水量。 （ 9）泵房应配置专用检测各项参数的仪器仪表。 （ 10）泵房内电气设备、照明和其它电气、检测仪表均应采用矿用防爆型。 17 （ 11）泵房附近管路应设置放水器、放空管及防爆、防回火、防回火装置，并设置压力、流量、浓度测量装置以及采样孔、阀门等附属装置。 2）泵房位置选择 根据矿区地形，矿井瓦斯抽放泵房选择在风井口东面的山坡上，周围工程地质条件较好，不受洪涝威胁，泵房距井 口和主要建筑物及居住区不得小于 50m，周围 20m 范围内禁止有明火。 5、抽放系统的安全措施 1、抽放瓦斯系统的施工设计。施工、安装、运行与维护必须符合安全规程及有关规范措施的规定。 2、抽放泵房必须采用不燃性材料建筑，耐火等级为二级，泵房内必须配备足够数量的二氧化碳灭火器和干粉灭火器及砂袋箱等灭火器材。 3、泵房周围必须设置围墙，周围 20m范围内禁止明火。 4、泵房通风应良好，有专人值班，并有直通矿井调度室的电话。 5、泵房内的电气设备包括照明、通讯等在内全部采用矿用防爆型，泵房建筑及设备要有可靠的避雷保护 和良好的接地。 6、泵房要有双回路供电线路。 7、抽放瓦斯泵放空管至少高出地面 10m，且至少高出泵房屋脊 3m。 8、泵房附近管路必须设置放水器，放空管及防爆、防回火、防回火、压力浓度、流量测量等装置以及采样孔、阀门等装置。 9、井下瓦斯管路要敷设在矿车不经常通过的巷道中，避免撞坏漏气。布置的抽放管路一旦发生故障，管路内瓦斯不至于流入采掘工作 18 面和井下硐室。 10、瓦斯管路在安装前必须经防腐处理，在巷道内应用托木支垫，应尽量做到平直，管路连接必须可靠，不得有漏气出现，新敷设的管路必须经检漏检测。 11、井下敷设 的瓦斯管路，不得与带电体接触，并有防止砸坏管路的措施。 12、抽放瓦斯系统的附属装置必须安装齐全，并保证完好。 13、矿井安全监测监控系统必须把抽放瓦斯泵的运行、抽放瓦斯管内的瓦斯浓度、流量及负压等纳入监测范围，并安装相应的传感器。 三、在井筒施工或石门施工揭露煤层前，采取预打超前钻孔探煤，瓦斯投放或钻孔孔排放，远距离松动爆破揭煤的安全防护措施： 在施工过程中根据施工现场的具体情况，按照“安全专篇”的安全技术要求再进行专门设计。预打超前钻孔探煤必须遵守下列规定： (1) 在工作面距煤层法线距离 10m(地质构 造复杂、岩石破碎的区域20 m)之外，至少打 2 个前探钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况等。 (2) 在工作面距煤层法线 5m 以外，至少打 2 个穿透煤层全厚或见煤深度不少于 10m 的钻孔，测定煤层瓦斯压力或测定煤层突出性危险。测定煤层瓦斯压力时，钻孔应布置在岩层比较完整的地方。 四、井下安装瓦斯监测监控系统 矿井安装一套 KJ90 安全监控系统。安装时，按照贵州省普安县某煤矿 安全专篇的设计进行安装。 1、安全监控系统功能 19 KJ90 型煤矿监测监控系统融计算机网络系统、监测监控系统、工业电视系统、人员监测系统及 程控调度通信系统于一体，可用作为整个矿井网络信息管理系统的一部分，主要监控矿井上下各类安全、生产参数及电力参数，汇接管理多个安全与生产环节子系统。该系统具有报表、曲线、图形等屏幕显示、打印和绘图、数据存储调用、参数超限报警、控制等多种功能，各分站既能与监控中心汇接，又可独立工作。系统具有传输故障、设备故障、供断电状况和软件运行故障等的自诊断功能，还具有故障闭锁、远程维护功能。 2、安全监控系统组成 安全监控系统由监控主机、传输接口、地面分站、井下分站、传输电缆、各种传感器等组成。 安全监控系统地面中心站设 在矿办公楼调度室，以便矿领导及有关部门可随时查看全矿的监测、监控实时信息，及时准确地掌握当前的各类生产、工况信息，以便做出正确的决策。 本矿安全监测、监控系统共设地面分站 2 台，井下分站 3 台。 地面主机：安全监测、监控系统地面中心站配有两台监测主机，一台工作，一台备用，主机的串行接口与地面分站、井下分站进行通讯。监控主机配有一台激光打印机。 井下分站应采用本质安全型或隔爆兼本质安全型。要符合爆炸环境电器设备的使用要求，有相应的防爆合格证和产品检验合格证及安全标志。井下分站电源箱应能自适应 AC127V、 AC660V， AC220V（地面调试用）输入电源电压。电压波动范围 90 110（地面） 75 115（井下）。井下装置应具有接收各种标准信号的能力，即： 1 5mA、 4 20 20 mA、 1 5V、 200 1000HZ。分站要有逻辑判断、数据处理功能和存储功能。当分站与地面主机脱机时，应能独立工作，并能实现全部原有功能。恢复正常后，能将存储的数据补充传送到主机。在满负荷情况下，分站备用电池应能独立供电 2h。 3、传输设备选型 中心站至地面分站采用 PUYV31 22 主传输电缆传输，其电缆长度为 2000米；中心站至井下 分站采用 PUYV39 22 井筒电缆传输，其电缆长度为 1500 米；分站至传感器之间采用 PUYV 22 传感器电缆传输，其电缆长度为 3700 米。所有电缆均为阻燃型。电缆、电线连接器件应满足其相应使用环境的要求。 4、 监测系统各类传感器布置 （一）、传感器选型及配置 (1)、回采工作面传感器选型及配置 矿井二采区以一个工作面达到设计能力。 1）瓦斯传感器：本矿按高突煤矿井进行管理，在回采工作面回风侧布置二个高低浓度瓦斯传感器 T1 及 T2。回采工作面传感器按下图设置： 21 T1靠近上隅角回风顺槽内小于 10m处， T2距回风上山约 10 15m。 报警浓度： T1 为 1.0 CH4， T2为 1.0 CH4； 断电浓度： T1 为 1.5 CH4， T2为 1.0 CH4； 断电范围： T1 工作面及回风巷道中全部非本质安全型电气设备。 T2 回风巷道中全部非本质安全型电气设备。 2）其它传感器：在回采工作面运输巷皮带机尾设烟雾传感器。在回采工作面回风巷，设一氧化碳传感器和温度传感器以及风速传感器。 (2)、掘进工作面传感器选型及配置 矿井达产时二采区配备二个掘进头，掘进头传感器类型及配置如下： 1）瓦斯传感器 在每个掘进工作面有 布置 2个高低浓度组合式瓦斯传感器 T1及 T2传感器应按下图设置： T1靠近掘进头，其间距不大于 5m， T2为掘进头回风流靠近回风上山约 10 15m。 报警浓度： T1 为 1.0 CH4， T2为 1.0 CH4； 断电浓度： T1 为 1.5 CH4， T2为 1.0 CH4； 22 复电范围： T1、 T2均为 1.0 CH4。 断电范围： T1 工作面及回风巷道中全部非本质安全型电气设备。 T2 回风巷道中全部非本质安全型电气设备。 2）其它传感器 局部通风机开停传感器每个掘进面一台，开停传感器设在局部通风机启动开关的位置。 (3)、其它地点传感器选型及配置 1）风井：在回风斜井测风站处徽墨风速传感器，瓦斯传感器各一台。传感器应安装在巷道前后 10m 内无分支风流，无拐弯，断面无变化，能准确计算测风断面的地点。当风速低于或超过设计风速值的 20时发出声光报警信号。当回风巷道中瓦斯浓度超过 0.75时，发出声光报警。风井人行道安装风门开闭传感器一台。 2）在副斜井山部和下部测风站处各安装风速传感器一台。在运输上山下部安装烟雾传感器一台。 3）地面主通风机房 主通风机房设置有通风机开停传感器 2 台，负压传感器一台，通风机开停传感器安装在通 风机控制开关上，负压传感器安装在通风机引风道处。 4）联络巷风门，回风上山下段调节风门，轨道上山绞车巷风门，两掘进巷调节风门等井下各处风门各安装风门开闭传感器一台。 5）在瓦斯抽放泵房安装瓦斯传感器、流量传感器、温度传感器、设备开停及负压传感器各一台。 (4)、传感器必须垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于 300mm，距 23 巷道侧壁不小于 200mm。 本矿传感器配置编号、功能及配置地点表 序号 配置地点 传感器 序号 配置地点 传感器 1 主要通风机 开停 20 运输上山下部 烟雾 2 主要通风机 开停 21 排水巷调节风门 开闭 3 引风道内 压差 22 掘进（一）工作面 瓦斯 4 风井测风站 瓦斯 23 掘进（二）工作面 瓦斯 5 风井测风站 风速 24 掘进（一）回风巷 瓦斯 6 安全出口人行风门 开闭 25 掘进（二）回风巷 瓦斯 7 回采工作面上出口 瓦斯 26 掘进面（一）局部通风机 开停 8 采面回风巷口 瓦斯 27 掘进面（二）局部通风机 开停 9 采面回风巷口 温度 28 掘进面（一）巷道调节风门 开闭 10 采面回风巷口 风速 29 掘进面（二）巷道调节风门 开闭 11 采面 回风巷口 一氧化碳 30 掘进面（一）电源 馈电 12 回采工作面机巷 烟雾 31 掘进面（二）电源 馈电 13 采面回风巷电源 馈电 32 瓦斯抽放泵负压 负压 14 采面机巷口风门 开闭 33 抽放瓦斯流量 流量 15 轨道上山顶部风门 开闭 34 抽放瓦斯浓度 瓦斯 16 副斜井上部测风站 风速 35 抽放泵房内瓦斯 瓦斯 17 副斜井下部测风站 风速 36 抽放泵设备开停 开停 18 主斜井皮带机 开停 37 抽放泵温度 温度 19 回风上山下部调节风门 开闭 （二）、各监 测分站监测情况： 各分站点监测地点及监测内容表 分站 分站设置 地点 监测 点数 监测点 分布 模拟量（个） 开关量（个） 瓦斯 风速 负压 烟雾 一氧 化碳 温度 小计 风门 水仓 馈电 流量 设备 小计 分站 F1（大型） 风井通风机机房内 6 1-6 1 1 1 3 1 2 3 分站 F2（大型） 井下 9 7-15 2 1 1 1 1 6 2 1 3 分站 F3（大型） 井下 6 16-21 2 1 3 2 1 3 分站 F4（大型） 井下 10 22-31 4 4 2 2 2 6 分站 F5（大型） 抽放泵房 6 30-37 2 1 1 4 1 1 2 合计 37 9 4 2 2 1 2 20 7 3 1 6 17 24 5、 井上下各类传感器的装备量 根据矿井各监测点及监测内容表，确定矿井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，考虑一定的备用量，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。矿井传感器装备量、备用量、装备总量详 见下表。 表 8-3-1 矿井井上、下各类传感器装备量 序号 传感器名称 型号及规格 装备量 备用量 装备总量 备注 1 高低浓度瓦斯传感器 KG9701 9 4 13 其中高浓度 3 台 2 风速传感器 CW-1 4 1 5 3 负压传感器 KG9501B 2 1 3 4 设备开停传感器 KTC90 6 2 8 5 风门开关传感器 KG92-1 7 2 9 6 烟雾传感器 2 1 3 7 一氧化碳传感器 KG9201 1 1 2 8 温度传感器 KG9301 B 2 1 3 9 馈电传感器 3 1 4 10 流量传感器 1 1 2 合计 37 15 52 25 本矿 KJ90 型综合监控系统设备表 五、井下安全防护措施 在井下建立临时避难硐室与压风自救系统，下井人员配带隔离式自救器等安全防护措施。 井下临时避难硐室与压风自救系统的施工设计，在工程施工前，组织技术人员按贵州省普安县 某煤矿 安全专篇的安全技术要求进行专门设计。 1、井下临时避难硐室的要 求： 序号 设备名称 型号及规格 单位 数量 备注 一 地面设备配置 1 监控主机 台 2 备用 1 2 数据传输接口 KJ9010 台 1 3 网络集线器 10100M 台 1 4 网络中继器 10100M 台 1 5 UPS电源 STK1KV2H 台 1 6 主系统软件 KJ90 台 1 7 打印机 台 1 8 避雷器 台 2 备用 1 二 井下设备配置 1 监测分站 KFD-2 台 6 备用 1 2 高低浓度设备开停传感器 KG9001B 台 13 备用 4 3 设备开停传感器 KTC-90 台 8 备用 2 4 风速传感器 CW-I 台 5 备用 1 5 风门开关传感器 KG92-1 台 9 备用 2 6 负压传感器 KG9501B 台 3 备用 1 7 烟雾传感器 台 3 备用 1 8 一氧化碳传感器 KG9201 台 2 备用 1 9 温度传感器 KG9301B 台 3 备用 1 10 断电器 KDD-1 台 5 备用 2 11 流量传感器 台 2 备用 1 12 馈电传感器 台 4 备用 1 13 信号电缆 PUYVRt14 Km 7.2 14 接线盒 三通型 K-3 个 80 三通型 K-2 个 100 26 (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 0.5。避难所内支护必须保持良好，并设有与矿调度室直通的电话。 (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。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。 2、井下压风自救系统的要求： (1)压风自救系统安设在井下压缩空气管路上，并确保 不间断的供风。 (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)每组压风自救系统一般供 5 8 人用，压缩空气供给量，每人不得少于 0.1m3/min。 第四章 矿井瓦斯综合治理的投资估算及资金筹措： 一、矿井瓦斯综合治理的投资估算：详见