贵州xx矿业有限公司xx矿瓦斯治理三年（2011－2013年）规划

贵州XX矿业有限公司二矿瓦斯治理三年（20112013年）规划2011年11月23日1贵州XX矿业有限公司二矿瓦斯治理三年（20112013年）规划1概述11编制背景为认真贯彻落实2011年11月11日至12日在安徽省合肥市召开的全国煤矿瓦斯治理现场会、国务院第165、167、173次常务会议精神和贵州省瓦斯治理会议提出的一系列要求，结合省人民政府办公厅关于加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见（黔府办发200883号文件），深入贯彻落实科学发展观，坚持以人为本、安全发展。进一步搞好我矿瓦斯治理和安全生产，加强管理、落实责任，搞好瓦斯治理规划，明确我矿“十二五”期间（20112013年）瓦斯治理的目标、任务和措施，全力推动我矿瓦斯治理和安全生产工作，确保矿井安全生产和持续稳定发展，特编制本规划。12编制依据根据国家中共中央政治局委员、国务院副总理、国务院安全生产委员会主任张德江同志在全国煤矿瓦斯治理现场会上所作的讲话，强调要深入贯彻落实科学发展观，牢固树立以人为本、安全发展的理念，以确保职工生命安全为根本，以瓦斯抽采达标和落实综合防治措施为重点，进一步加大瓦斯防治工作力度，多措并举、综合治理，有效防范和坚决遏制煤矿重特大事故，促进煤矿安全生产形势持续稳定好转要求，实施安全发展战略，以“一通三防”为基础，坚持“先抽后采、监测监控、以风定产”的煤矿瓦斯治理方针，围绕“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位、隐患排除、综合利用”的二十四字煤矿瓦斯治理与综合利用工作体系，树立“瓦斯是资源和清洁能源”的意识，进一步加强领导，落实责任，增加投入，依靠科技，严格管理，强化监察，推动我矿安全生产再上新水平。13规划内容及期限2本次规划的内容包括通风设备、通风设施，瓦斯治理方案、抽放设备、抽采系统，监测监控系统及设备，防灭火系统，防尘系统，相关管理制度，矿井隐患排查及瓦斯综合利用等。规划期限为2011年2013年。14规划的指导思想、编制原则及规划目标指导思想深入贯彻党的十七大精神，以科学发展观为指导，坚持以人为本，坚持实施安全发展战略，坚持标本兼治、重在治本，完善政策、健全制度，强化管理、落实责任，努力实现煤矿安全生产形势稳定好转。编制原则以“一通三防”为基础，坚持“先抽后采、监测监控、以风定产”的煤矿瓦斯治理方针，围绕“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位、隐患排除、综合利用”的二十四字煤矿瓦斯治理与综合利用工作体系，树立“瓦斯是资源和清洁能源”的意识，结合我矿的具体情况，经过3年（20112013年）矿井建设布局的调整，通风、抽采、监控、管理制度的进一步完善，到2013年，基本建立二十四字煤矿瓦斯综合治理工作体系。规划目标到2013年，基本建立“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位、隐患排除、综合利用”的二十四字煤矿瓦斯综合治理工作体系，做到通风系统合理、风量供给充足、通风设施完好；抽采技术适用，抽采措施到位、抽采效果达标；监控装备齐全、闭锁断电可靠、应急处置及时；管理机制健全、管理责任明确、制度落实到位；隐患排查规范、隐患排除彻底；瓦斯利用合理、综合利用提高，利用效益明显，促进安全生产，确保矿井安全生产和持续稳定发展。2矿井基本情况XX煤矿现属基建矿井，处于建井阶段，为水矿集团控股的国有股份制大型矿井，分两个矿组织开拓开采，XX一矿和XX二矿。21矿井煤炭资源自然条件3井田位置与交通XX二矿位于贵州省毕节地区织金县后寨乡阿弓向斜中段，地处黔西高原向黔中丘原的过渡地带，海拔标高大部份在1400M以上，地势西高东低，井田呈北东南西向分布，北部以F28（AF4）断层与XX一矿相邻，南部以SF4断层与碾子边井田相邻，东界及西界为煤系底界，西南角以后寨背斜轴为界。井田走向长9951020KM，倾斜宽082330KM，面积约218486KM2。井田地理坐标为东经10537191053750，北纬263443263507。XX二矿井口和工业场地紧靠织金县城，织金县城至三塘区的公路沿井田南边穿过，S209和S307交汇于织金县城，织金县城至三塘区的公路沿井田南边穿过，由织金县城往东经清镇至贵阳市157KM，南经普定至安顺市99KM，西南经珠藏、少普至六枝110KM。铁道部与贵州省共同建设的隆（昌）黄（桶）铁路黄（桶）织（金）段正在建设。该线南北贯穿整个县城，设计为级单线电气化铁路，近期输送能力1900万T/A，远景输送能力2300万T/A。织金站至株六复线上的黄桶站63KM，至安顺站92KM，至贵阳南站194KM，至南宁站1035KM。织金矿区煤炭及化工产品可以利用织黄铁路经贵昆、湘黔和黔桂线运往中南地区，远期隆黄全线贯通后，也可利用本线北上至川渝地区，铁路外部运输条件优越。综上所述，本矿井交通条件好。（2）、地形地貌及构造特征井田位于纳雍县马中岭至织金县凤凰山区域分水岭地带，分水岭呈北西南东向展布，在井田中部12、13勘探线之间，峰顶标高一般19001910M。4井田两翼飞仙关组第一、二段地层组成次一级分水岭，延伸方向北东南西，北西翼峰顶标高18501950M，南东翼峰顶标高17501900M。鸟瞰井田，脊骨相间排列，峰峦起伏，沟谷深切，山势陡峭，地势总的趋向是西北部高、东南部低、中部隆起向两端倾斜。最高点在北西翼的新寨大山，标高216497M；最低点位于井田东南化垮河河口，标高1310M。井田地貌形态在燕山运动形成的雏形上，由于岩性抗剥蚀、溶蚀性的差异，发育两种地貌单元向斜轴部主要由碳酸盐岩类地层组成，构成以溶蚀作用为主的峰丛地形。峰谷相对高差一般100200M，峰顶较平圆，洼地、溶沟展布方向以南东向为主，向斜两翼主要由碎屑岩地层组成，呈现以剥蚀、侵蚀作用为主的中高山峡谷地形。剥夷面为长条垄岗状，北东南西向展布，侵蚀谷以走向谷为主，并发育在龙潭组地层。反向悬崖峭壁发育，峰谷相对高差悬殊，南东翼吹聋河一带高差最大，达400500M。表121断层规模及钻孔控制情况表地面断层隐伏断层条数占深部有钻孔控制的条数占有两钻孔以上控制的断距或落差M条数占总数条数占条数占大于3064583580117110030203231001332010442520459452455833小于1012069635212574812总计17391531518824710构造复杂程度评述井田为一较简单的不对称向斜，在平缓的南东翼发育褶皱幅度不大的次级褶曲，使煤层呈缓波状起伏。大断层不发育，落差（或地层断距）大于20M的5仅9条，占6，其中除F20302逆断层位于井田中部外，其余8条都位于井田边部，或其本身就是井田边界断层（如AF4、AF7、SF4、F61等），对井田内的煤层破坏不大；小断层则较发育，小于20M的断层计有164条，占断层总数的94，其中尤以小于10M的断层较多，占总数的69。综观井田的构造复杂程度属于中等类型。煤层地质特征井田内含煤地层为主要是二迭系龙潭组（P2L），二迭系上统大隆组不含煤，长兴组仅含一层薄煤，龙潭组为主要含煤地层。含煤2444层，一般3033层，煤层总厚度最小为1703M，最大为3444M，井田南东翼变化较大，沿走向由三个薄煤带与四个厚煤带组成显示出波浪变化。沿倾向则厚煤带位于中部，两侧为薄煤区，北西翼以14线东部较厚，14线以西则较稳定，多在2224M之间。本矿井主要可采、局部可采和大部可采煤层有2、6、7、16、23、27、30号煤七层。2号煤2号煤层结构简单，单煤或含一层夹矸的点占见煤点总数的96，夹石厚度一般小于02M，北西翼一般为单一煤层，南东翼37线多数点都含夹矸。煤层顶板为标二燧石灰岩，一般煤层与标二之间有02M以下的泥岩伪顶。煤层底板为含植物根部化石的泥岩或砂质泥岩，厚020170M。平均厚度074M，2号煤层位稳定，但可采性较差，可采区分布零星，为不稳定类型。未计算储量。6号煤位于上煤组中部下标三石灰岩与标四石灰岩之间，为井田最上一6层可采煤层。全层厚度最大967M（2001孔）。最小零，一般320M。采用厚度，最大776M（2001孔），可采区一般270310M，平均241M。南东翼210线的中深部（标高15001600M）为一薄煤带，零点、不可采点及大多数小于130M的薄煤点都集中于此带。此外，南东翼1213线之间的露头部分也出现600M长的一薄煤带。在北西翼26线以西6号煤变薄不可采。煤层出现尖灭时，其层位被灰黑色含炭泥岩或砂质泥岩所代替，煤层顶板及底板的岩性与正常点的岩性一致。从7线及地面的薄煤带都可以看到，煤层自正常厚度逐渐变薄而不可采，最后为炭质泥岩所代替。北西翼1021线，尤以1421线煤层发育较好，见煤点的厚度一般都大于300M。而且煤层的结构亦较为简单，是井田内6号煤发育最好，最稳定的地段。此外，南东翼1215线中部煤层也较厚。其余是煤厚为2035M的中厚煤区。煤层的结构结构比较简单的见煤点（指单煤或含一层夹石，夹矸总厚小于020M的见煤点），主要分布于14线以西；南东翼浅部（露头至第一排孔），49线的中深部（标高15001550M），占含煤面积的1/2强。井田的北东角及北角（钝角）煤层结构最复杂。L线2001号孔6号煤厚967M，含夹矸11层，夹石单层厚008053M，夹石总厚191M。9线2066号钻孔6号煤总厚755M，由两个分层组成，分层之间相距206M，每个分层又含012035M的薄夹矸34层。除上述结构较简单及特别复杂的地段，其余地段多数见煤点含34层夹7石。煤层在610各线变化较大，无论厚度及结构都变化急剧，煤层分叉，合并、变薄、尖灭频繁。煤层顶底板直接顶板为砂质泥岩或泥岩，厚03560M，一般250M间接顶板为粉砂岩，厚25115M，般750M。底板为厚020330M。一般为080M的泥岩，含植物根部化石。6号煤上距2号煤23325M，一般2528M，距下标三石灰岩一般80M，下距7号煤820M，一般1114M。6号煤为算量煤层。86的见煤点都可采。含煤面积266KM2，可采面积2222KM2，占853。可采区一般采用厚度270310M，是井田内厚度最大的算量煤层。12线以西煤层发育较好。210线的中深部（标高15001600M）发育较差，这一带已用加密工程做了较严密的控制。6号煤14线以西结构较简单，14线以东夹石变化较大。总观煤层的厚度、结构及可采性情况为较稳定类型煤层。7号煤位于龙潭组上段中下部，为大部可采煤层。最大厚度为323M，最小为零，平均厚度为15M。7号煤在井田内由三片可采区与三条不可采区相间分布，煤层厚度沿倾向变化不大，而沿走向则变化较大，可采与不可采区交替出现。三条不可采区呈295方向的条带状分布，不可采区中心为煤层尖灭点，两侧往往由不可采点包围。第一条位于5线以东，第二条位于1012线间，宽度500900M；第三条位于1820线，宽度800M。7号煤尖灭时，其顶板标8四石灰岩及底板“根土岩”都正常，而煤层则为泥岩或砂质泥岩所代替。泥岩呈黑灰色，薄层状水平断续层理发育，含扁豆状及细粒分散状黄铁矿及少量菱铁岩条带。这层泥岩最厚达90M，这层泥岩最厚达90M，说明7号煤层出现零点的原因是成煤环境局部改变所致。结构较简单，单煤和含一层夹石及夹石总厚小于020M的见煤点75；除4个点煤层分叉（夹石厚度大于080M）外，大多数点的夹石总厚都小于040M。煤层顶底板7号煤顶板为标四石灰岩，煤层与标四之间一般有020M左右的泥岩伪顶；少数点泥岩增厚使7号煤远离标四石灰岩，如2050号钻孔煤层距标四石灰岩546M。煤层底板为深灰色泥岩，含植物根部化石及黄铁矿结核。厚度02023M，一般120M左右。7号煤为结构较简单的大部可采煤层。井田含煤面积2661KM2，可采区面积1993KM2，占749；见煤点可采率71。不可采区大致沿倾向呈带状分布，把可采区分隔为三个大的块段自东向西第一个可采块段走向10001800M，沿倾向宽23003000M第二块段走向长20002800M，倾向宽3000M；第三块段大致呈一底边长5000M高2200M的三角形，三个块段都可构成完整采区。煤层在可采区厚度变化不大，绝大多数见煤点的厚度在120180M之间。综上所述7号煤为较稳定型。16号煤位于龙潭组中部，为主要可采煤层。9煤层采用厚度最大405M（246号孔），最小零，平均厚度163M，可采一般厚度1519M。零点分布在南东翼16线257、230及18线的258钻孔。为孤立的两小块，面积065KM2。当煤层出现零点时，其层位为含炭泥岩，泥岩所代替；顶板含镜煤线理的泥岩或砂质泥岩及底板“根土岩”都保持不变与正常钻孔一致。说明煤层出现零点系由成煤物质局部供给不足造成的。三个不可采点中的211号孔（6线）煤厚057M，属沉积原因变薄，而30线的242孔煤层036M，可能受SF4断层影响而变薄。可采区中煤厚的变化不大。145个可采点中，13250M的约占80，大于350M的点仅一个。大于2M的点在北西翼1217线及南东翼1214线较为集中，厚度小于13M的点零星分布，仅北西翼2026线较为集中。北西翼煤厚变化较明显，东部较厚，西部较薄，南东翼的煤厚变化则不如北西翼明显。一般栈部较薄，深部较厚。煤层结构16号煤结构较简单，单一煤层和含一层夹石的点占92。夹石位置有两种类型一类位于煤层的上部，这种夹石比较普遍而稳定，为深灰色泥岩，多出现在距煤层顶界三分之一处，夹石的厚度除个别点外都小于上分层煤的厚度，另一类夹石出现于煤层的下部，夹石不稳定，仅在少数点出现，其厚度往往比最下一层小煤稍厚，使16号煤拖上一尾巴煤。煤层顶底板直接顶板为含线理状及透镜状镜煤的砂质泥岩，一般厚36M，岩性及厚度均较稳定，有时夹一透镜状薄煤，即16上煤层。间接顶板约为6M的粉砂岩10或泥质粉砂岩，夹多层薄层菱铁质粉砂岩或条带，底部常为一层厚020030M的菱铁质灰岩，产动物化石，即为“辅标”。煤层底板约为060M厚的“根土岩”。16号煤为主要可采煤层之一，煤层的可采性较好。含煤面积2932KM2，可采面积2867KM2，占978见煤点的可采率97。煤层结构较简单，煤厚180M左右，接近一个采高。层位稳定，为较稳定类型。23号煤位于龙潭组下段上部，为大部可采煤层。全层厚度最大227M，最小零。采用厚度最大193M，平均100M，可采区一般110M，不可采区一般040M左右。9线以东基本不可采，仅有少数见煤点煤厚085M；1112线的北西翼及南东翼浅部1375M以上，亦为不可采区及零点区；13线以西基本可采。北西翼1618线26线以西煤厚大于130M的点较集中。南东翼大于130M的点成小片分布，规律不明显，但可采区煤层厚度多在100110M摆动，变化不大。煤层结构结构较简单，单煤和含一层夹石的见煤点占89，夹石单层厚一般都小于上，下煤分层，且夹石总厚都小于最低可采厚度080M，一般在040M左右。13线以东，即煤厚较薄的不可采区，结构相对复杂；一般含L2层夹矸。13线以西单煤较为集中或含010M左右厚的夹石。煤层顶底板23号煤顶板为下标七石灰岩，一般有030M左右的泥岩伪顶。当下标七石灰岩相变时，即以含钙质的砂岩类为顶板，厚1200M左右。煤层底板为070M左右的“根土岩”。1123号煤在9线以东不发育，基本不可采。913线局部可采，13线以西基本可采，而且煤厚变化不大，结构较简单。井田内含煤面积3062KM2，可采面积2291KM2，占7482；见煤点可采率70左右，总观23号煤为结构较简单的大部可采煤层，属较稳定类型。27号煤位于龙潭组下段中上部，为复杂结构的主要可采煤层。煤层厚度最大453M（2023孔），最小053M（214孔），一般200M左右。采用厚度最大329M（2023孔），最小032M（2074孔），平均131M，可采区一般厚度1415M。可采点中94的煤厚为080200M。厚度变化68线的浅部13751425M出现一小片不可采区，煤厚053039M。不可采的原因多系上分层不发育所致。其余尚有四个不可采点零星分布，厚度一般在070M左右；南东翼5线以东及615线的中深部（12751325M）及其以西较厚，这一片煤厚大于130M的点较为集中。此外，北西翼812线、2022线煤厚大于130M的点也较为集中，多在160M左右。除上述以外的其它区域煤厚多在115M左右。煤层结构为复杂结构煤层，以含两层夹石的见煤点为主，占42，其次为含一层及三层夹石各占。24和21，单煤及结构特别复杂（含4层以上夹石）的见煤点仅各占7及6。结构最复杂的点含夹石7层（230号孔），此孔夹石总厚169M。夹石分布结构较简单的点（单煤及一层夹石的点）主要分布于南东翼8线以东浅12部1400M以上；北西翼1114线1300M以下，以及1215线；北西翼26线以西。三层以上（含三层）夹石的点主要分布于南东翼69线13001400M，以及1220线十13001375M；北西翼811线以及22、23线。除上述两片区外，其它为含2层夹石的片区，约占总面积的二分之一左右。煤厚度较薄的片区，如68线的不可采区以及北西翼煤厚小于130M的片区，因某一煤分层不发育，多数结构较简单。结构复杂的片区分煤层发育，可采性较好，煤厚多大于139M。煤层顶底板煤层直接顶板一般为050M左右厚的黑灰色泥岩，有时含硅质。其上为含泥质或钙质的粉砂岩夹菱铁岩条带，厚8M左右。煤层底板为050M左右的泥岩，含大量炭化植物根部化石。27号煤层位稳定，三分结构特征明显，为井田复杂结构的主要可采煤层。含煤面积3182KM2，可采面积3107KM2，占976，见煤点可采率88，可采点厚度变化不大。因此27号煤层较稳定。30号煤位于龙潭组下部，是井田内最下一层大部可采的算量煤层。煤层有分叉，分叉后最大厚度为623M（256号孔）；不分叉时最大厚度为339M（237号孔），最小厚度为0；一般厚度分叉后为300M左右，不分叉时为18M左右，采用厚度最大为271M（237号孔），一般为100130M，平均为106M。煤层结构13为复杂结构煤层，含夹石04层，但以含L2层夹石的见煤点为主，占87。夹石变化情况夹石的变化情况与煤层采用厚度关系密切。上层夹石为砂质泥岩，局部为泥质粉砂岩，厚度变化较大，0436M。分下列三种情况当夹石其尖灭时，则上分层与中分层煤合并为30号煤的主层，5线以东多此种情况；当夹石大于最低可采厚度08M时，上分层煤成为独立煤层，计算储量时舍弃。8线以西，特别是北西翼多属此种情况；当上层夹石厚度小于上、中分煤层的厚度时，三个煤分层都参与计算储量，此种情况在68线多见。30号煤的上层夹石从西往东由厚变薄或尖灭，西部多大于080M，中部小于080M，东部多尖灭。下层夹石为泥岩，厚0118M，7线以东一般厚030040M，南东翼7线以西变化较大，时厚时薄，北西翼则较稳定，多在010M左右。其厚度大于下分层时，煤层的可采性往往变差，如214、219，258等孔即是。其厚度较薄时，煤层的可采性则较好，如北西翼普遍属此种情况。当其为零时，中、下煤分层合并成为主层，可采性较好，此种情况在89线中深部较为常见。总的看30号煤的夹石，以上、下两层较发育，其余夹石仅出现于局部。厚度较薄一般都小于010M。为各分煤层局部所夹扁豆状泥岩透镜体。其重要性远远不如上、下两层夹石。煤层顶底板煤层顶板为粉砂岩或泥质粉砂岩，厚281370M，一般90M左右，它与煤层之间一般尚有070M左右的泥岩伪顶，含植物根部化石。较其它煤层的伪顶特殊。14底板为厚02026M，一般060M的含植物根部化石的泥岩。其下为十多米厚的粉砂岩，夹条带状和薄层状菱铁质粉砂岩。30号煤为复杂结构的大部可采煤层，煤层的纯煤总厚一般为140180M，比较稳定。而夹石的厚度变化则较大，但有一定规律可循。含煤面积3238KM2，可采面积2644KM2，占816，见煤点可采率75。总体上30号煤属于较稳定类型。22矿井开拓现状开拓现状我矿采用与XX一矿集中场地布置方案，主平硐井口及工业场地位于XX村附近的平缓地带，井口标高13100M，主平硐全长5520M，由于井田煤层赋存呈汤匙状向北西倾斜，井田南部煤层赋存较浅，井田北部煤层赋存较深，因此，设计整个井田划分为二个水平三个分区来进行开拓；主平硐沿井田浅部小井边界布置至阿弓向斜轴部约300M，沿向斜轴部布置1310M水平大巷；一分区上煤组由1310M水平大巷进行开拓。二、三分区上煤组由1310M水平大巷来进行开拓，下煤组由二水平1250M大巷来进行开拓。水平大巷之间由两条暗斜井（胶带及辅助运输）联系。1310M及1250M大巷分别沿阿弓向斜轴部穿层布置。全井田划分为二个水平开拓，一水平标高1310M，二水平标高1250M。（2）水平间的联系方式矿井采用平硐开拓，1315M水平和后期1250M水平辅助运输主要是通过辅助运输暗斜井联系，而1315M水平和后期1250M水平的煤炭则通过胶带暗斜井直接运输到1315M水平，再通过1315M大巷经主平硐运出地面。（3）开拓巷道布置15矿井一期工程达到设计生产能力时共4个井筒，即主平硐、一分区进风排矸斜井和一分区进、回风斜井。风井场地选择在井田一分区西北边界大土寨附近的平缓地带，进、回风井按25倾角倾斜布置。位于井田边界风井场地的大土排矸场地，设置进风排矸斜井，排矸斜井按314方位角，25倾角与1315M水平大巷联系。矿井采用平硐开拓，矿井主运输采用胶带运输，根据矿井开拓布置，井下主要硐室设在一分区1310M石门及一分区11采区辅助运输上山，包括采区变电所、井下爆破材料发放硐室、井下消防材料库及等候硐室等。23矿井安全现状1、生产系统情况（1）通风系统现状矿井所有标段目前均未形成全负压通风系统，全部采用局部通风机正压通风，共有局扇18台，实现“双风机、双电源”。设计为分区抽出式通风，各用风地点均配设足够的风量，均利用全负压通风，煤巷、半煤岩巷及有瓦斯涌出岩巷的掘进通风方式都应采用压人式；采掘工作面之间无串联通风；采煤工作面均采用上行通风。（2）生产系统现状二矿一期目前已施工建设的巷道共9条，均为炮掘工作面。分别为二矿主平硐、二矿措施井主平硐二段往B1、B3方向、二矿风井场地进风斜井、轨道上山平巷段往南、轨道上山平巷段往北、回风斜井、回风上山平巷段往南、回风上山平巷段往北。16抽放系统现状二矿目前涉及揭煤、煤巷掘进的二矿一分区风井场地B3标段已完善临时连抽系统，在井口100米开阔处建立了瓦斯抽放泵房，采用2BEA203型，抽放主管路选取DN150MM铁管，法兰盘连接组成的抽放系统。B3标段计划在2011年年底前更换大功率瓦斯抽放泵，采用由山东鲁博真空设备有限公司生产的ZBEC50型水环真空泵，最大吸气量180M/MIN,转速340R/MIN,极限压力160HPA,电机功率250KW。抽放管路采用370MM钢管制作，法兰盘连接组成的抽放系统。B2标段在即将在2012年3月之前安设完成临时的抽放系统。B2标段瓦斯抽放泵选用2BEA203型，抽放主管路选取DN150MM铁管。二矿二分区B5标段目前还未开工，开工后计划2012年5月份安装瓦斯抽放系统，采用山东鲁博真空设备有限公司生产的ZBEC50型水环真空泵，最大吸气量180M/MIN,转速340R/MIN,极限压力160HPA,电机功率250KW。抽放管路采用377MM钢管制作，法兰盘连接组成的抽放系统监测监控系统现状二矿所有施工标段均建有完善的安全监测监控系统，分站数量齐全。能对局扇、绞车等设备的开停、井下各条巷道瓦斯情况及其被控设备的通、断电状态实现实时监测监控。到2012年下半年可以实现监测网络终端与县煤炭局实行联网，及时将监测数据上传到县总调度室。并进一步完善温度传感器、一氧化碳传感器等安全监控设施。提升、运输系统现状斜井提升设备二矿各标段目前的提升运输设备，可以满足井下生产要求。共有3条斜井3台提升绞车。以二矿风井场地为例。B3标段回风斜井采用JK218绞车提升，铺设轨道采用轨型22KG/M，900MM轨距，1500160140MM木轨枕，轨枕间距0607米。17井下运输系统以XX二矿1310主石门为例，主石门设计长度5520米，现已掘进860米。运输方式采用5T的蓄电池机车，轨型为22KG/M，900MM轨距。排矸系统、运料系统二矿各施工标段均有合理的排矸运料系统。以二矿主平硐为例，采用5T的蓄电车机车运料，迎头出矸采用P60B耙矸机出矸，然后装上梭车，由电机车运出卸载到矸石场。排水系统现状XX二矿各施工标段均建有排水系统。以二矿措施井B2标段为例，斜井落平前修建有水仓，井下排水系统由风动潜水泵、离心式水泵及排水管、逆止阀、闸门组成，IS8050315型多级离心式水泵直接排至地面防洪沟。（7）防尘、防灭火系统现状防尘洒水系统防尘水源二矿各施工标段目前在地面建立了高位水池，以二矿主平硐为例高位水池处理能力为120M3/H，防尘水池总容量为200M3，静压水池敷设铁管引水向各防尘用水地点供水。防尘洒水系统目前，二矿各标段井下的防尘系统主管为2寸铁管及部分3寸铁管，井下巷道每隔50M安设一个三通阀门，所有三通均配有20M软胶管，供防尘洒水使用。防灭火系统XX二矿各施工标段的消防洒水系统与防尘供水系统共用一套水源和输水管路。井下硐室、井下车场、漏煤眼等处各配有干粉灭火器2个，并配有消防软管；所有揭煤及煤巷掘进工作面的回风巷和运输巷配有2个干粉灭火器；所有掘进工作面进风口配有2个干粉灭火器材及消防软管。矿井所有电器设备均使用防爆型设备，检修时严格按操作规程进行停电。地面防火变电所、井口房附近50M内严禁烟火。建立完善了相应的防灭18火管理制度及安全措施。（8）供电系统现状供电系统供电电源XX公司建有地面临时配电所，从织金县变电所引出4千伏线路，二矿各施工标段的用电从配电所经文大一回、文大二回线路供到各施工标段。A、井下供电以二矿风井B3标段为例，采取集中供电，地面变电所经过350开关，橡套电缆送往200开关，再使用不同截面的电缆经过综合保护开关，供至井下迎头动力设备。B、矿井主变压器容量二矿各施工标段变压器型号不同，以二矿风井场地为例，地面配有S7500/10/04型变压器。C、矿井负荷情况二矿各标段中以二矿风井场地标段B3负荷最大，B3标度总负荷1260KW。（9）通讯系统现状矿井井下通讯系统XX公司生产调度室与各施工标段调度室通过电话联系，各施工标段构建有完善的矿井通讯系统。以二矿措施斜井为例使用型号为A型216程控交换机，分别代电话1号和2号、3号，1号的交换机安在斜井落平车场躲避硐室内，主要用于协调提升运输系统，2号的交换机安在主平硐二段往B1方向迎头，用于辅助矿井井生产系统，3号的交换机安在主平硐二段往B3方向迎头，用于辅助矿井生产系统。24瓦斯赋存及瓦斯灾害危险性（1）瓦斯赋存情况分析1、瓦斯赋存情况分析瓦斯成分各可采煤层甲烷加重烃均大于92，属于沼气带。氮成分平19均值089（27号煤）432（23号煤），总平均值为242；二氧化碳0（30号煤）534（27号煤），总平均值为376。6、7、27、30号煤层中个别点重烃成分很高，如南东翼17线2072号孔7号煤层6239，27号煤层9284，30号煤层8972，北西翼11线2028号孔6号煤层7885，7号煤层9273，27号煤层7717。其原因尚不清楚。瓦斯风化带根据抚顺煤炭研究所关于瓦斯风化带划分的方法，以每克可燃物质含2毫升可燃气体为准值，其上界为瓦斯风化带，下界为瓦斯带。本矿井各可采煤层根据解吸法所采样品合格资料，以样品标高与瓦斯含量回归分析当N30（N为合格点样品数），06097（为相关系数），查表005时，R00349（R0为概率在95时相关系数得临时值）。其回归式为Y1606821097X，式中Y标高（M），X瓦斯含量（ML/GR），当X2ML/GR时，则Y1606852194158488M，故瓦斯风氧化带标高为158488M，其下为瓦斯带。瓦斯灾害危险性瓦斯爆炸、煤与瓦斯突出、中毒窒息等灾害事故的危险性主要体现在造成人员伤亡及财产损失，影响企业正常、健康的发展，防碍社会和谐。25矿井“一通三防”系统现状及其存在问题通风系统本矿井采用分区式通风系统，井下采掘工作面均为独立的通风系统。通风20系统合理可靠、畅通。局部通风机采用双风机双电源自动切换，满足防突要求。通风装备及能力以二矿主平硐为例，通风机型号为FBDNO63255KW，两台，一台运行，一台备用。其运行参数见矿井主要通风机装备及运行情况表。矿井局部通风机装备及运行情况表矿井名称矿井名称型号数量（台）装机功率（KW）叶片角度（）电压（V）电流（A）风量M3/MIN负压PAXX二矿主平硐FBDNO63255380560分区通风情况目前各标段均为独立的通风系统。通风系统存在问题随着掘进深度的增加及开拓工作面的增多，现有的通风能力已不能满足矿井生产发展的需要，个别标段风量较为紧张，需尽快更换大功率风机，以保证通风能力满足矿井安全生产的需要。因通风路线长，部分标段风筒吊挂不规范、漏风量大，通风系统管理不到位。需加强管理，确保供风可靠。抽采系统二矿目前涉及揭煤、煤巷掘进的二矿一分区风井场地B3标段已完善临时连抽系统，在井口100米开阔处建立了瓦斯抽放泵房，采用2BEA203型，抽放主管路选取DN150MM铁管，法兰盘连接组成的抽放系统，目前可以满足抽放需要。但是随着揭煤巷道的增多及矿井深度的增加，瓦斯治理难度越来越大，瓦斯抽放系统需进一步完善。监测监控系统装备、能力二矿各施工标段使用重庆梅安森科股份有限公司生产的KJ90型矿井监测21监控系统3套，以二矿风井场地B3标段为例，有瓦斯传感器10台，其他各类传感器14台，监控分站3台。监测监控及安全装备见下表。监测监控系统及安全装备表公司名矿名监控系统型号监测分站可检测的测点数瓦斯传感器其它各类传感器监控系统联网传感器便携式瓦检仪光学瓦检器隔离式自救器备注台个台台个台台台二矿风井KJ90332101416660监控手段该系统提供多种诊断功能，包括系统的传输校验、误码率测试、传感器故障统计、分站故障统计等监测系统的自身诊断，保证了系统传输安全、可靠；系统具有故障闭锁功能；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，能保证甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能。系统具有备用电源。当电网停电后，系统能对甲烷、风速、负压、一氧化碳、局扇开停等主要监控量继续监控，继续监控时间不小于2小时；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，系统设备具有防雷保护功能；为防止人为取消断电功能，保障煤矿安全生产，系统设备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。系统可对全矿的瓦斯、一氧化碳、风速、风量、温度、重要采掘运输设备开停、电压、电流等安全与生产参数进行测量、统计、分析和信息存储；在参数超限和设备故障时，能及时报警、显示和打印等功能。系统为自动监测，人工维护。26矿井煤层开采情况我矿目前还未形成开采工作面。27矿井防灭火、防尘现状防尘洒水系统防尘水源二矿各施工标段目前在地面建立了高位水池，以二矿主平硐为例高位水池处理能力为120M3/H，防尘水池总容量为200M3，静压水池敷设铁22管引水向各防尘用水地点供水。防尘洒水系统目前，二矿各标段井下的防尘系统主管为2寸、3寸铁管，井下巷道每隔50M安设一个三通阀门，所有三通均配有20M软胶管，供防尘洒水使用。本矿各标段防尘系统完善，设施齐全。在各掘进巷道迎头50米范围内、回风通道内等地点均设有喷雾。全矿井下共安设喷雾降尘装置24组，净化水幕10组。井下所有掘进工作面均采用了湿式作业。防灭火系统XX二矿各施工标段的消防洒水系统与防尘供水系统共用一套水源和输水管路。井下硐室、井下车场、漏煤眼等处各配有干粉灭火器2个，并配有消防软管；所有揭煤及煤巷掘进工作面的回风巷和运输巷配有2个干粉灭火器；所有掘进工作面进风口配有2个干粉灭火器材及消防软管。矿井所有电器设备均使用防爆型设备，检修时严格按操作规程进行停电。地面防火变电所、井口房附近50M内严禁烟火。制定完善了相应的防灭火管理制度及安全技术措施。28矿井供电系统现状XX公司建有地面临时配电所，从织金县变电所引出4千伏线路，一矿各施工标段的用电从配电所经文大一回、文大二回线路供到各施工标段。29“一通三防”人员配备情况XX二矿“一通三防”人员配备如下瓦斯检查员26人，通风工4人，防突作业工4人、安全监测监控工6人、施钻抽采工10人、安全检查工28人。矿井“一通三防”管理由矿总工程师负责。320112013年生产计划（详见各年度生产计划表）2011年掘进进尺2011年计划进尺3586米。2012年23掘进进尺2012年计划进尺7200米，其中二矿一分区计划进尺5223米，二矿二分区计划进尺1977米。2013年掘进进尺2013年计划进尺14298米，其中二矿一分区计划进尺8569米，二矿二分区计划进尺5729米。4编制瓦斯治理规划的必要性编制瓦斯治理规划，明确我矿“十二五”期间（20112013年）瓦斯治理的目标、任务和措施，着力构建“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位、隐患排除、综合利用”的二十四字煤矿瓦斯综合治理工作体系，树立“瓦斯是资源和清洁能源”的意识，进一步落实煤矿瓦斯抽采基本指标、煤矿瓦斯抽放规范和关于加强煤矿瓦斯治理工作的指导意见等要求，全力推动我矿瓦斯治理和安全生产工作，确保矿井安全生产和持续稳定发展。5瓦斯治理规划51通风系统方面2013年上半年二矿风井B3标段形成全负压通风系统，目前已经于山西渝煤科安运风机有限公司签订技术协议，订购了4台FBCDZ8NO30型矿用轴流通风机，风量630016200M/MIN，负压47001300PA。确保系统合理、设施完好、风量充足、风流稳定。511主要巷道的完善B3标段需要完善的主要有进风斜井、等候硐室、回风斜井、回风通道等。2012年2012年计划进风斜井进尺72米，等候硐室计划进尺113米，回风斜井计划进尺72米，回风通道计划进尺182米。2013年2013年上半年形成全负压通风系统512主平硐二段、12瓦斯巷等的完善24（1）2012年主平硐、12瓦斯巷月进度计划100米，（2）2013年2013年2月底，全负压通风系统形成。安排四个队伍，按每月60M分别施工12瓦斯抽放巷和14瓦斯抽放巷，预计在2014年6月中旬结束。上述巷道因揭煤、遇溶洞等地质原因耽误进尺时，根据实际掘进情况适当延后贯通时间。513通风设施的完善设施标准密闭、风门等设施墙体采用料石、小砖、水泥沙浆砌筑，并确保料石规格、硬度、水泥细沙调配比例符合要求，设施掏槽、墙体厚度、抹面、包边沿口等严格按质量标准化的要求执行。设施管理要求除由各施工项目部管理人员及技术人员定期进行巡查外，XX公司各业务部室成员也将通风设施的管理纳入日常管理工作之中。每小班由瓦检员对其所辖范围内的设施进行检查，并将检查情况向调度汇报，检查汇报的次数与瓦斯检查次数一致（每班3次）。通风设施出现故障，其隐患性质等同于瓦斯超限，并按瓦斯超限的程序进行处理，确保通风系统的稳定、可靠。设施新建工程量预计根据20112013年采掘接续及相关工程安排，新建设施工程量预计2011年新建设施6道。计划所需资金39万元，以实际工程量结算。2012年新建设施8道。所需资金48万元，以实际工程量结算。2013年新建设施14道。所需资金97万元，以实际工程量结算。514通风设备的完善主扇根据XX二矿目前的通风能力及矿井生产发展的需要，到2013年二矿B325标段率先形成全负压通风系统。目前已经于山西渝煤科安运风机有限公司签订技术协议，订购了4台FBCDZ8NO30型矿用轴流通风机，风量630016200M/MIN，负压47001300PA。（2）局扇根据开拓延深掘进及工作年增多的需要，局扇应逐年增设。其中2012年公司计划购置局扇16台，型号YBF2250M2，功率255KW，风压11007000PA风量980600M/MIN，所需资金480万元。515确保系统合理、设施完好、风量充足、风流稳定的安全技术措施等建立通风系统巡查制度，定期和不定期的对通风系统进行巡查；从采掘工程设计上优化通风系统，采掘工作面实行独立通风，根据现场实际供风的需要，对井下的通风系统进行优化；将通风设施纳入日常管理范围，确保设施的完好和使用正常；根据通风能力及矿井采掘工程的安排及时调整通风系统，定期测定风量，保证各用风地点风量充足；在保证供电稳定正常和井下通风巷道畅通、设施完好的前提下，保证各用风地点的风流稳定。井下密闭必须挂管理牌板，启封密闭必须编制专门措施。针对矿井各个时期的具体情况，制定专门的安全技术措施并严格落实。52抽采系统方面落实多措并举、应抽尽抽、抽采平衡、效果达标的要求521抽采系统的建立完善二矿目前涉及揭煤、煤巷掘进的二矿一分区风井场地B3标段已安装临时连抽系统，在井口100米开阔处建立了瓦斯抽放泵房，采用2BEA203型，抽放主管路选取DN150MM铁管，法兰盘连接组成的抽放系统。计划2011年年底前更换大功率瓦斯抽放泵，采用由山东鲁博真空设备有限公司生产的ZBEC50型水环真空泵，最大吸气量180M/MIN,转速340R/MIN,极限压力160HPA,电机功率250KW。抽放管路采用370MM钢管制作，法兰盘连接组成的抽放系统。B2标段26在即将在2012年3月之前安设完成临时的抽放系统。B2标段瓦斯抽放泵选用2BEA203型，抽放主管路选取DN150MM铁管。二矿二分区B5标段目前还未开工，开工后计划2012年5月份安装瓦斯抽放系统，采用山东鲁博真空设备有限公司生产的ZBEC50型水环真空泵，最大吸气量180M/MIN,转速340R/MIN,极限压力160HPA,电机功率250KW。抽放管路采用377MM钢管制作，法兰盘连接组成的抽放系统。522瓦斯抽采方案2011年1、生产计划2011年，二矿一分区计划总进尺3586米。2、瓦斯抽采（1）抽放方法按照“应抽尽抽、应保尽保、先抽后掘、先抽后采”的瓦斯治理原则，设计采用“顺层钻孔预抽”、“底板穿层钻孔预抽”、“掘进巷道采用先抽后掘”等方法进行预抽，具体抽放方式如下1、煤巷掘进区域预抽防突设计巷道开口施工前于开口点布置钻孔预抽，巷道掘进中采取在巷道两帮施工钻场，于钻场内布置钻孔预抽，其钻孔必须控制到掘进区域及其巷道掘进轮廓线外15米区域，掘进前方不得少于60米，抽放钻孔孔底间距暂按4米设计，待煤层透气性系数测定后再据其确定抽放半径。2、专用瓦斯巷穿层钻孔区域预抽防突设计采用于7煤层底板布置瓦斯抽放巷，在瓦斯抽放巷内施工穿层钻孔预抽7煤层和6煤层瓦斯，重点预抽7煤层和6煤层布置巷道区域瓦斯，控制范围为掘进区域及其轮廓线外15米27范围，抽放半径暂按3米设计，待煤层透气性系数测定后再据其确定抽放半径。3、石门揭煤工作面主要采取穿层钻孔瓦斯抽放，在工作面距离煤层法线距离7M时采取区域抽放，钻孔抽放半径暂按3米设计，钻孔控制范围为巷道轮廓线外15米（缓倾斜煤层）附图石门揭煤区域预抽钻孔设计图示28钻孔布置立面图所揭煤层1、2、3、4、5、6、7、8、9、10、12号孔、1、1、23、4号孔25、6、27、8、29、30、1、3、5、36号孔3、4、42、4、4、7、48号孔49、50、1、52、3、5、56、7、58、9、60号孔6、6、4、6、6、7、1、72号孔73、4、75、7、8、79、80、1、82、3、84号孔8、6、8、9、95、6号孔145、6、147、8、149、50、1、52、13、54、1、56号孔3、35、6、37、8、39、40、2、3、4号孔12、12、4、125、6、127、8、19、0、1、32号孔09、3、4、5、6、7、8、9、10号孔7、98、10、1、02、13、04、15、06、7、8号孔157、8、159、60、1、62、13、64号孔钻孔开孔布置图152314567891061217341568192023425672893034563783940424567484905153567859061263678901273757890123848589012934956979102345061708102314516278213452672893033456178139404241567489051531578159601621364677177589619220416253201420931892012819878689758687546357187、189号孔193、4、195号孔6、7、8号孔19、20、1号孔、3、4号孔0、2号孔煤巷掘进区域防突措施抽放钻孔设计图示29专用瓦斯巷穿层钻孔区域预抽防突措施抽放钻孔设计图示（3）抽放方式及预期效果一分区B3标段采用2BEA203型，抽放主管路选取DN150MM铁管，法兰盘连接组成的抽放系统，对掘进工作面的煤巷掘进的先抽后掘超前钻孔、瓦斯巷穿层钻孔及工作面本煤层瓦斯抽放。随着井下抽放钻孔、抽放地点的不断增多，其瓦斯浓度及流量将不断提高，预计在2011年年底，抽放浓度将达到9左右，抽放混合量为23M3/MIN左右，抽放纯量为12M3/MIN左右；抽放量51万作30M3/月。二分区二分区未开工暂不考虑。（4）瓦斯治理工程计划2011年，二矿一分区计划施工钻孔15158米，接6寸瓦斯管1130米。一分区预计抽放瓦斯量59903M万立方米。2012年1、生产计划2012年，二矿计划进尺7200米，其中二矿一分区计划总进尺5223米，二矿二分区计划进尺1977米。2瓦斯抽采（1）抽放系统安装完善一分区2012年B3标段计划采用由山东鲁博真空设备有限公司生产的ZBEC50型水环真空泵，最大吸气量180M/MIN,转速340R/MIN,极限压力160HPA,电机功率250KW。抽放管路采用370MM钢管制作，法兰盘连接组成的抽放系统。B2标段在即将在2012年3月之前安设完成临时的抽放系统。B2标段瓦斯抽放泵选用2BEA203型，抽放主管路选取DN150MM铁管。主要用于掘进工作面揭煤瓦斯抽放。二分区二矿二分区B5标段计划2012年5月份安装2BEC50型抽放泵，转速340R/MIN,最大气量180M/MIN，电机功率250KW。抽放管路采用377MM钢管制作，法兰盘连接组成的抽放系统。主要用于掘进工作面揭煤瓦斯抽放。（2）抽放方法按照“应抽尽抽、应保尽保、先抽后掘、先抽后采”的瓦斯治理原则，设31计采用“顺层钻孔预抽”、“底板穿层钻孔预抽”、“掘进巷道采用先抽后掘”等方法进行预抽，具体抽放方式如下1、煤巷掘进区域预抽防突设计巷道开口施工前于开口点布置钻孔预抽，巷道掘进中采取在巷道两帮施工钻场，于钻场内布置钻孔