煤矿矿井三项作业计划.doc

xx县xx镇xx煤矿 xx三项作业计划xxxx能源开发有限公司xx县xx镇xx煤矿xx矿井三项作业计划会 审 意 见会审意见：参加会审人员签名矿 长工程师安全矿长技术科长生产矿长机电矿长工程师意见： 日期： 年 月 日矿长意见： 日期： 年 月 日公司审查意见： 日期： 年 月 日 目 录第一章 集团公司概况4第一节 企业基本情况4第二节 集团公司涉煤部门岗位设置情况9第二章 xx煤矿开采现状11第一节 矿井概况11第二节 管理机构、岗位设置及劳动定员18第三节 2016年生产计划执行情况22第三章 2017年三项计划22第一节 编制依据22第二节 采掘作业计划23第三节 瓦斯抽采计划25矿井瓦斯情况25第四节 矿井探放水工程计划37第五节 采掘抽探连锁工程综合分析43第四章 矿井“四量”情况及附件4651第一章 集团公司概况第一节 企业基本情况（一）、xx煤矿隶属于xxxx能源开发有限公司 1、集团公司注册地，注册资金： xxxx能源开发有限公司(简称“xxxx”）于2004年8月23日成立，位于xx省贵阳市明区新华路翠微巷72号康发苑。经xx省工商行政管理局批准注册的民营股份制公司，注册资金壹千万元。主要经营范围是能源开发、投资咨询服务、矿业投资、煤炭资源开发及技术咨询服务等公司按现代企业制度管理，设立了股东会、董事会、监事会，实行董事会领导下的总经理负责制的经营管理体制。公司设有总经理1名、副总经理5名、总工程师1名、副总工程师2名。公司设立通防部、安全监察部、机电运输部、生产技术部、地测防治水部、调度指挥中心、办公室、人力资源部、财务部、供销部等职能部室。 2、集团公司所属煤矿基本情况： xxxx能源开发份有限公司原有煤矿16对，总年设计生产能力408万吨。 16对矿井分布在毕节片区6处，六盘水5处，遵义3处，四川泸州2处。其中生产矿井12对，设计生产能力合计380万吨/年，建设矿井4处，设计生产能力合计128万吨/年； 3、 安全生产许可证： xx优能于2012年5月取得了煤矿企业安全生产许可证，2014年3月31日，xx省煤矿企业兼并重组工作领导小组办公室公告公司具备xx省煤矿企业兼并重组主体企业资格4、瓦斯治理能力： 2012年8月通过煤矿瓦斯防治能力评估。第二节 集团公司涉煤部门岗位设置情况 公司按现代企业制度管理，设立了股东会、董事会、监事会，实行董事会领导下的总经理负责制的经营管理体制。公司设有总经理1名、副总经理5名、总工程师1名、副总工程师2名。公司设立通防部、安全监察部、机电运输部、生产技术部、地测防治水部、调度指挥中心、办公室、人力资源部、财务部、供销部等职能部室。公司领导组成及分工如下： 1、总经理徐有才，主持公司全面工作； 2、常务副总经理陈明春，负责公司日常工作； 3、副总经理鲁全忠，分管工农关系协调； 4、副总经理杨大才，负责公司生产管理，分管调度指挥中心、人力资源部、生产技术部（生产部分）； 5、副总经理庞鸿，负责公司安全管理，分管安全监察部； 6、副总经理张保军，负责公司机电运输管理，分管机电运输部； 7、总工程师岑兴章，负责公司技术工作，分管通防部、生产技术部（技术部分）、地测防治水部； 8、副总工程师吴勇，协助总工程师分管公司通防工作； 9、副总工程师李兴良，协助总工程师分管公司地测防治水工作； 第三节 集团涉煤管理机构架构图1、 集团涉煤管理机构架构图第二章 xx煤矿开采现状第一节 矿井概况（一）、xx县xx镇xx煤矿为30万吨/年建设矿井，服务年限18.4年，企业性质为合伙企业，位于毕节地区xx县xx镇滥木桥村境内。煤矿矿区面积为0.8822km2，开采深度：由+1800m至+850m标高。工商营业执照号为：5200002932613，采矿许可证号为：C5200002011021120107085。xx县xx镇xx煤矿是2007年经省人民政府黔府函（2007）105号文件批准，由原xx县小梁岗煤矿、安泰煤矿、三合煤矿、东南煤矿整合而成的15万吨建设矿井，按照国家相关政策，2010年7月经省能源局批准技改扩能为30万吨年。企业注册资金：4000万元，法人代表：蒋勇，隶属xx县工业经济和能源局管辖。主要开采M9、M10、M11、M12、M13、M14、M20、M22、M23、M30、M32、M33煤层；于2010年7月22日取得开采设计方案批复文件（黔能源发【2010】394号）变更批复、2012年12月29日取得安全设施设计批复文件（黔煤安监毕【2012】186号、联合试运转批准单位及时间：xx省毕节地区工业和能源委员会，纳煤通【2013】01号；安全验收评价报告评价单位、时间及结果：xx省煤田地质局实验室，2013年5月，矿井安度全程等级评价B级，基本符合竣工安全验收条件，满足矿井基本安全生产要求。于2013年11月11日取得安全生产许可证。（二）xx煤矿设计生产能力为30万吨/年的生产矿井。根据xx省能源局关于毕节市工业和能源委员会的批复（黔能源煤炭2012498号）文件，2012年度xx县xx镇xx煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为4.11m3/min、相对瓦斯瓦斯涌出量为11.86m3/t；鉴定结果为高瓦斯矿井。据xx省煤田地质实验室对M10、M11、M12、M13、M14号煤层进行煤尘爆炸性鉴定报告，结论煤尘均无爆炸性。据xx省煤田地质实验室对M10、M11、M12、M13、M14号煤层进行的煤的自燃倾向性等级鉴定报告，结论显示自然倾向分类均为类，不易自然。根据xx省煤田地质局2013年2月编制xx省xx县xx镇xx煤矿资源储量核实和勘探报告矿区地下水的补给主要为裂隙水、大气降水、老窑积水和地表水，总体上由南东向北西流动，矿井正常涌水量为11.64m3/h，最大涌水量为26.9m3/h，水文地质条件复杂程度属于中等类型。根据xx县煤矿安全质量标准化建设工作领导小组办公室文件，矿已按照省安监局xx煤监局省能源局关于印发（xx省煤矿安全质量标准化实施细则（试行）的通知）的要求，对照煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法（试行）进行煤矿安全质量标准化建设，根据现场检查考核验收，2014年度xx煤矿已达到三级煤矿安全质量标准化标准。（三）矿井生产地质概况xx煤矿所在区域位于黔中高原南西部，比德向斜的西南翼北段。属长江流域乌江水系上游三岔河支流xx河。区内地形以低中山为主，内部多盆地和缓坡，境内碎屑岩类岩石广泛分布，地形地貌总体上属低中山侵蚀、剥蚀地貌。区域内地层主要为非可溶岩类，另有第四系松散岩类零星出露。区内地层出露完整，补给条件差，排泄条件好，地下水主要受大气降水通过岩石的细小裂隙或孔隙渗入地下补给。水质类型为SO4CaMg及HCO3CaMg型。地下水的迳流排泄受岩性、构造及地形地貌的控制，地下水局部的迳流方向各异，但总体则由北东向南西方向迳流，地下水多沿裂隙、孔隙呈脉状流及分散流的形式短距离迳流，以下降泉及散流的方式排泄于地表，最终汇入xx河。区内含煤地层为二叠系上统龙潭组（P3l），厚约398.80m，含煤2444层，含煤平均总厚39m，含煤系数9.78%；组内可采煤层总厚度平均17.72m，可采系数4.44%。矿区内可采、大部分可采煤层自上而下编号为9、10、11、12、13、14、20、22、23、30、32、33号煤层共12层。矿区范围内目前没有揭露和发现9号以上煤层，根据本次调查工作分析判断，9号以上煤层在井田范围被剥蚀，有待今后生产建设进一步证实。2）煤层特征9号煤层：位于龙潭组（P3l）上部，距上覆地层飞仙关组一段底界平均距离155.60m，飞仙关组一段含克螥动物化石，其底部厚约40m的灰绿色泥岩是与龙潭组分界标志。9号煤层厚0.802.9，平均1.42m，结构较简单，属稳定煤层，一般含夹矸一层。10号煤层：位于龙潭组（P3l）上部，上距9号煤层6.00m左右，厚0.712.45m，平均1.4m。大部为复煤层，中夹14层夹矸，结构较复杂，属稳定型煤层。11号煤层：位于龙潭组（P3l）上部，上距10号煤层9.00m左右，厚0.992.96m，平均厚度2.2m，一般含0.030.20m泥岩夹矸1层。该煤层层位稳定，厚度变化较大，属稳定型煤层。12号煤层：位于龙潭组（P3l）上部，上距11号煤层7.00m左右，厚1.162.99m，平均厚度1.58m，一般含0.050.40m泥岩夹矸1层。该煤层层位稳定，厚度变化不大 ，属较稳定型煤层。13号煤层：位于龙潭组（P3l）上部，上距12号煤层6.00m左右，厚1.041.80m，平均厚度1.54m。该煤层层位较稳定，厚度变化较小，一般含夹矸一层，属较稳定型煤层。14号煤层：位于龙潭组（P3l）上部，上距13号煤层18.00m左右，厚1.402.30m，平均厚度1.8m。一般含0.050.20m泥岩夹矸1层，该煤层层位较稳定，厚度变化较小，属稳定型煤层。20号煤层：位于龙潭组（P3l）下部，上距14号煤层38.00m左右，厚1.102.99m，平均厚度1.80m。该煤层层位较稳定，厚度变化较大，属较稳定型煤层。22号煤层：位于龙潭组（P3l）下部，上距20号煤层14.00m左右，厚0.672.98m，平均厚度1.86m。该煤层层位较稳定，厚度变化较大，属较稳定型煤层。23号煤层：位于龙潭组（P3l）下部，上距22号煤层21.00m左右，厚1.222.97m，平均厚度2.09m。该煤层层位较稳定，厚度变化较大，属较稳定型煤层。30号煤层：位于龙潭组（P3l）下部，上距23号煤层48.00m左右，厚1.052.99m，平均厚度2.12m。从矿井邻近资料及实地调查分析，该煤层层位较稳定，厚度变化较小，属稳定型煤层。32号煤层：位于龙潭组（P3l）下部，上距30号煤层26.90m左右，厚1.802.71m，平均厚度2.15m。从矿井邻近资料及实地调查分析，该煤层层位较稳定，厚度变化较大，属较稳定型煤层。33号煤层：位于龙潭组（P3l）下部，上距32号煤层10.00m左右，下距龙潭组底界、峨眉山玄武岩组顶界约25.00m。煤层厚1.212.90m，平均厚度2.25m。从矿井邻近资料及实地调查分析，该煤层层位较稳定，厚度变化较小，属稳定型煤层。综上所述，9、10、11、12、13、14、20、22、23、30、32、33煤层结构较简单复杂，厚度及层位较稳定，煤层稳定类型为稳定、较稳定型煤层。（四）矿井各生产系统概况 提升、运输系统：我矿采用平硐开拓方式，主平硐、运输石门、采面运输巷采用带式输送机运输，副平硐采用蓄电池机车运输，轨道上山采用提升绞车运输。采掘工作面均为皮带和超前刮板机运输。我矿目前采用平硐开拓，矿井水自流出井口，没设置水仓和水泵房。只在主、副平硐内设置排水沟，规格400400mm，并且定期清理排水沟杂物，保证矿井水能顺利排出。矿井通风系统：矿井采用中央并列式通风、机械抽出式通风方法，矿井安装两台FBCDZ18的通风机，电机功率分别为2132KW，其中一台使用，一台备用。矿井总进风量为2152.0m3/min，总排风量为2339.0m3/min。（根据2016年12月下旬实测风量）。采煤工作面利用矿井主要通风机全负压通风，各回采工作面均设有独立的进回风系统，无串联通风。掘进工作面利用局部通风机压入式通风，现使用的局部通风机为FBD系列，电机功率分别为211KW、215KW，配用直径为600mm的抗静电、阻燃性能风筒。各掘进工作面均实现双风机双电源并能自动切换，且全部实现“三专两闭锁”（专用变压器、专用开关、专用回路，风电闭锁、瓦斯电闭锁），确保工作面供风稳定可靠。局部通风同均安装在全负压通风巷道中，无循环风现象。矿井供电系统：矿井按要求建设双回路10KV进矿。（1）地面空压机监测监控系统，调度系统实现了双回路供电；（2）双回路10KV下井，局部通风机实现了双回路自动切换，实现了“三专”、“两闭锁”。（3）主要通风机、瓦斯抽放泵实现了双回路供电。瓦斯抽放系统：矿井按照抽采设计要求，矿井在地面建立有地面集中瓦斯抽放系统，抽放站安装2BEA-303型高负压水环真空泵2台，一台使用，一台备用。最大抽气量90m3/min，最低吸入绝压160hPa；转速300r/min；电机功率为90kw。主机生产厂家配套供给电控设备。安装2BEC-400型低负压水环真空泵2台，一台使用，一台备用。最大抽气量110m3/min，最低吸入绝压160hPa；转速449r/min；电机功率为132kw。主机生产厂家配套供给电控设备。高负压抽放主管径选用DN315mmPVC管，支管径选用DN200mmPVC管。低负压抽放主管径选用DN400mmPVC管，支管径选用DN315mmPVC管。根据矿井的瓦斯赋存状况、矿井开拓、防突出抽放瓦斯的目的，结合抽放瓦斯方法选择的原则，确定矿井抽放瓦斯方法。主要以抽放本煤层瓦斯。在运输顺槽内施工顺层钻孔抽放工作面及下区段瓦斯以区域性消除工作面突出危险。（五）采煤工艺、掘进工艺：采面采用走向长壁后退式采煤方法，单体液压柱配2.6米“”型梁支护，“三、四”排控制顶板，全部垮落法管理顶板，煤电钻打眼，放炮落煤，刮板运输机运煤。掘进工作面采用金属（工字钢）支护，破碎段采用锚网加工字钢联合支护，风钻打眼，放炮落煤（岩），刮板运输机运煤（岩），临时支护采用前探梁支护。（六）六大避险系统概述1、监测监控及通讯联络系统：矿井于2008年8月份安装了一套国内较先进的KJ73煤矿安全与生产监控系统并投入使用，并于2008年12月升级改造为KJ73N监控系统。系统不间断对井上下安全状况进行监测，并通过两条专线将实时数据上传到xx县安监局监控中心。我矿已安装SW2000HK通讯主机，和KJ105视频监控系统.通讯联络系统的建设要求是能够实现井下人员、设备之间的运输、安装、调试配合信息传输及时、准确，煤矿地面的生产调度管理部门、辅助单位能够及时沟通协调，因此通信联络系统必须既满足井下的安全生产需要，又要满足地面生产、指挥、管理等各方面的通讯需求。目前井下各采掘工作面和避难硐室内均按照要求安设了电话，能够保证与井上调度室、各作业地点之间的及时沟通。2、人员定位系统：目前矿井使用的人员定位系统是2007年8月安装的KJ278型矿用人员安全监测系统，该系统能够及时、准确的将井下各个区域人员的动态情况反映到地面计算机系统，使管理人员能够随时掌握井下人员的分布状况和每个矿工的运动轨迹，便于进行更加合理的调度管理。当事故发生时，救援人员也可根据井下人员及设备定位系统所提供的数据、图形，迅速了解有关人员的位置情况，及时采取相应的救援措施，提高应急救援工作的效率。3、供水施救系统：矿井综合供水系统用水水源集中，井下消防洒水水源可靠，井下排水经絮凝沉淀处理达标后的回用水供水，目前矿井供水管路全长2600m。主管75mm，支管50mm，矿井供水管路与防尘、防灭火管路共用。管路系统中均安设有分区控制阀门，实现对各个采区和各条巷道的供水调控。皮带巷每隔50m安设一个三通阀门，其它巷道每隔100m安设一个三通阀门。通过管路供水系统保证了矿井各地点安全生产以及防尘防火用水，在井下各避难硐室内均敷设有供水管路。4、压风自救系统：矿井地面共安设3台压风机组，有2台压风机组正常运转向井下供风。各采掘工作面均按防治煤与瓦斯突出规定要求敷设压风自救管路及安装压风自救装置，建立有压风自救系统。压风自救装置安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内的压缩空气管道上；在以下每个地点都至少设置一组压风自救装置：放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等。在长距离的掘进巷道中，根据实际情况增加设置；每组压风自救装置可供58个人使用，平均每人的压缩空气供给量不少于0.1m3/min。压风系统地面压风机房至副井口、副井筒至主石门108mm管路，xx煤矿自投产以来，除正常维修以外，没有进行过大的技术改造。6、紧急避险系统：我矿为生产矿井，永久避难硐室2012年被列入省民生工程示范矿井，按省民生工程要求，井下在井底车场附近建设了一个60人永久避难硐，已通过市局验收合格。在+1665m水平建设了一个40人临时避难硐室并于2013年3月通过市局验收合格。7、采区接替情况，目前矿井处于停产状态，生产采区布置是一采区南翼11203工作面，走向长168米，预计五月份形成，接替工作面11204工作面七月份形成。采掘接替暂时存在脱节。第二节 管理机构、岗位设置及劳动定员（一）管理机构：xx煤矿管理机构架构图（附后）。（二）岗位设置：xx煤矿安全生产管理岗位设矿长1人、安全副矿长1人、生产副矿长和机电副矿长各1人，技术负责人（总工程师）1人，矿长、安全副矿长、生产副矿长和机电副矿长、总工程师及安全管理部门负责人均具有煤矿安全生产相关专业中专以上学历和从事煤矿井下工作3年以上的经历；矿长和安全、生产、机电、技术等副职圴具备煤矿岗位3年以上的工作经历，并取得煤矿管理安全资格证书；总工程师具有煤矿安全生产相关专业中级技术职称。矿长负责全矿的安全生产工作，安全副矿长分管矿井的安全工作，生产副矿长负责具体组织安排采掘生产，机电副矿长负责全矿井上下的供电、运输管理工作，技术负责人（总工程师）负责全矿安全生产中的所有技术问题；下设安监科、通风科、生产技术科、机电科、调度室、监控中心、采煤队、掘进队、机电队、运输队、抽采队等部门。（三）劳动定员：全矿井职工在籍总人数为313人，其中：原煤生产工人281人，服务人员6人。其他人员6人，后勤销售等20人。详见劳动定员汇总表。矿井劳动定员汇总表序号人员类别各班出勤人数合计在藉人数（人）系数一班二班三班四班一矿井1生产人员50505050200263其中：井下工人404040401602241.4地面工人10101030391.32管理人员333991瓦斯利用人员333991原煤生产人员合计565656502182813服务人员2226614其他人员222661后勤2020矿井人员合计60606050250313 劳动定员包括：通风、气体、粉尘检测专职人员；防尘、防爆、隔爆工程设施操作、维修专职人员；矿井安全装备和仪器仪表专职保管、维护、收发人员；矿井安全监测监控系统管理、维护专职人员；井上下消防材料库材料、器材发放、保管专职人员；矿井瓦斯抽放工程专职人员；井下防治水工程专职人员；井下防灭火工程专职人员；急救站专职医护人员；爆破员、电工、专职钻机队员；防突队员；瓦检员、安检员等人员。 第三节 2016年生产计划执行情况（一）矿井从2015年7月至2016年12月停产以来，只保持正常通风排水，未进行采掘作业，2016年度未编制“三项作业计划”。（二）2016年生产计划执行中存在的问题：2015年度企业法人更换，完善六大系统、通风系统，更换淘汰设备、变更手续、周转资金等困难，影响了产量和掘进进度。第三章 2017年三项计划第一节 编制依据1、省政府关于加强煤矿安全生产工作的决定（黔府发200732号）。2、xx县xx煤矿开采方案设计、安全专篇。3、市工能委关于加强煤矿采掘接替作业管理工作的通知（毕市工能通2013111号）。4、中央好国家机关发电关于遏制煤矿超能力生产规范企业生产行为的通知（发改电【2014】226号）5、毕节市人民政府关于进一步规范煤矿安全生产管理工作的通知（毕府通【2014】3号）。6、市工能委关于加强煤矿采掘接替作业管理工作的通知（毕市工能通【2013】111号）。7、煤矿安全规程国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2016版。8、防治煤与瓦斯突出规定国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2009版。9、防治水规定国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2009版。10、煤矿井工开采通风技术条件（AQ1028-2006），国家安全生产监督管理总局，2006；11、煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008），国家安全生产监督管理总局，2008；12、煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006），国家安全生产监督管理总局，2006；13、矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006），国家安全生产监督管理总局，2006；14、预抽回采工作面煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施效果评价方法（MT/T1037-2007），国家安全生产监督管理总局，2007第二节 采掘作业计划（一）采面接替情况：1、矿井于2015年7月以来一直处于矿井停产状态，目前暂无工作面，预计11303采煤工作面于2017年5月形成，7月底回采结束，8月份上旬11202采面接替工作完成；11202采面预计2017年12月份采完，计划在2017年12月底以前在采区南翼形成11401采煤工作面，接替11202采煤工作面。2、采区产量（1）年度布置采区总产量：15.2万吨（11303、11202工作面）；合计一季度二季度三季度四季度备 注全 矿16.30.143.45.37.4回采煤1502.834.97.3掘进煤1.30.140.540.440.173、分季度原煤产量2017年分季度产量分布表 单位：万吨 4、分煤层产量 分煤层产量表 单位：万吨单位 位12#煤层产量13#煤层产量工程煤合计xx煤矿10.74.31.316.3 5、2017年分季度、煤岩巷掘进进尺安排表掘进进尺分季度煤岩巷安排表（单位：m）全年掘 进全 矿岩 巷煤 巷掘进维修准备开拓全煤巷半煤巷一季度215400615二季度775100885三季度607120727四季度226130356合2） 矿井重大开拓工程安排： 2017年采煤接替工作面计划布置在采区南、北翼，巷道布置情况： 1）采区巷道：矿井从2015年7月停产至今，未进行整改，恢复整改工作后针对矿井目前存在11303回风巷、11202运输巷、11202回风巷实际情况进行采掘、通风系统进行优化，保证系统合理、稳定、可靠。采区南翼集中运输上山平行于F1断层，在该断层南侧30米，方位148斜长383米；采区南翼集中轨道上山平行于采区南翼集中运输上山在其南侧，斜长392米方位148，两条上山间隔20米；修复的采区南翼回风联络上山方位115斜长376米.三条上山从下至上（1665水平至1692水平）。 2）采面巷道：在采区南翼集中运输上山上部右侧距离一采区南翼回风巷20米处开口沿走向布置11303采面回风巷，方位232水平长度643米（专用回风道80米）并经过南翼集中轨道上山；下一步接替以11303运输巷位置为基点沿南翼集中布置11401采面运输巷，方位232水平长度588米（专用回风道1120米）；在1692回风石门布置11401采煤工作面的回风巷。第三节 瓦斯抽采计划 （一）矿井瓦斯情况井田煤层瓦斯含量及瓦斯成分、煤层瓦斯涌出量、煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚硬性系数及地质勘探过程中钻孔透煤时瓦斯涌出动力现象。1、煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚硬性系数。矿井未测定煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚硬性系数，有待矿井在下一步进行测定。在地质勘探过程中钻孔透煤时未出现瓦斯涌出动力现象。2、相邻矿井瓦斯情况本区属于比德向斜，根据xx省煤炭管理局文件，对毕节市煤矿2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复。该矿井均为高瓦斯矿井。3、煤与瓦斯突出危险性可能性及防突因素分析根据煤炭科学研究总院沈阳研究院二一二年十二月提供的xx县阳场镇xx煤矿11、12、13、14号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，鉴定结论为xx县xx镇xx煤矿11、12、13、14号煤层为突出煤层。根据瓦斯含量经验公式和矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，预测煤层瓦斯含量及瓦斯涌出量。煤层瓦斯含量经验公式：式中：Wx在P、t条件下的吸附瓦斯含量，m3/t；Wy在P、t条件下的游离瓦斯含量，m3/t；Af煤中灰分，； Wf煤中水分，； Vr煤中挥发分，； fn煤的孔隙率，；查采矿设计手册表8710；en温度系数； 1/en：查采矿设计手册表8712；a、b瓦斯含量系数，a=2.4+0.21 Vr，b=10.004 Vr（或查采矿设计手册表8713）煤的容重t/m3； P煤层瓦斯压力Mpa，P（2.0310.13）H，H为垂深(m)；取6.0H；KY相对于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查采矿设计手册表8714；矿井1609m煤层瓦斯含量预测计算表。1609m标高各煤层瓦斯含量预测计算表根据上表可知，矿井各煤层瓦斯含量在未采取防突措施前均大于8m3/t,瓦斯压力均大于0.74Mpa，具有突出危险性。防突工作坚持区域防突措施先行、局部防突措施作补充的原则突出矿井采掘工作做到不掘突出头、不采突出面。未按要求采取区域综合防突措施的，严禁进行采掘活动，区域防突工作应当做到多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标”。矿井以后的防突工作中，应以降低煤层瓦斯压力和降低煤层瓦斯含量为主要目标，并达到煤层瓦斯压力小于0.74 MPa或瓦斯含量小于8m3/t，必须做到不采突出面、不揭突出头。6、煤与瓦斯突出根据煤炭科学研究总院沈阳研究院二一二年十二月提供的xx县阳场镇xx煤矿11、12、13、14号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，鉴定结论为xx县xx镇xx煤矿11、12、13、14号煤层为突出煤层。 二、2017年井巷工程及钻孔、瓦斯抽放（一）2017年井巷工程计划及采煤工作面计划(详见2017年巷道掘进工作面接替计划表及2017年采煤工作面接替计划表)（2） 钻孔、瓦斯抽放 1、钻孔量： （1）掘进巷道钻孔量根据2017年井巷工程计划，各掘进头面按照四位一体防突措施的要求采取本煤层顺层抽放，在各掘进头布置钻场对各掘进头煤层进行抽放，结合煤层间距只有6-10米的实际，在每循环瓦斯抽放钻孔施工时，同时施工1-2个地质钻孔兼作控层钻孔（另作设计），抽放钻孔根据上控20m，下控10m的防突规定要求，每循环施工抽放钻孔21个，循环钻孔进尺1039m（钻孔设计孔深60m，允许掘进40m），将瓦斯含量抽至8m3/t以下，瓦斯压力抽至0.74MPa以下。测定K1值和瓦斯压力，进行预测预报，当K1值0.5时，继续抽放直到达标。 （2）采煤工作在抽放钻孔量 11303采面走向长210米，倾向长110米，按1.5m抽放半径，每3米布置一个抽放钻孔，长度90米，则，钻孔量： （21020）390=5670米。11202采面走向长432米，倾向长100米，按1.5m抽放半径，每3米布置一个抽放钻孔，长度80米，则钻孔量：（43220）390=10960米。11401采面走向长323米，倾向长1100米，按1.5m抽放半径，每3米布置一个抽放钻孔，长度90米，则钻孔量：（32320）390=9090米。2、工作面瓦斯抽出量（1）瓦斯储量瓦斯储量是指煤田开发过程中，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，万m3；A1i矿井每一个可采煤层的煤炭储量，万t；X1i每一个可采煤层相应的瓦斯含量，m3/t；W2可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量总和，万m3A2i可采煤层采动影响范围内每一个不可采邻近煤层的煤炭储量，万t；X2i可采煤层采动影响范围内每一个不可采邻近煤层相应的瓦斯含量，m3/t；W3围岩瓦斯储量，万m3；K围岩瓦斯储量系数，取K0.15矿井2017年计划生产原煤16.3万吨，其中回采煤量15万吨，掘进煤量1.3万吨。其中11303回采工作面4.3万 t；11202回采工作面10.7万t；11401采煤工作面10万t作为2018年的计划产量。11303回风巷剩余150m未掘，11202运输巷剩余314m未掘，11202回风巷剩余323m未掘，11101运、回巷还未开口，设计长各400m。应抽放瓦斯煤量为11303采煤工作面为4.3万t，11202采煤工作面为10.7万t，11401采煤工作面10万t（2018年三项计划产量）。2017年计划煤量瓦斯储量计算结果表瓦斯储量约450万m3。(2)可抽瓦斯量 瓦斯可抽量计算N100/（100C）（WhWc）式中：C丢煤百分率，薄煤层取3，中厚厚煤层取5；煤层残存瓦斯含量Wc：高变质煤瓦斯含量大于10 m3/t和低变质煤的Wc，可根据各煤层的平均挥发分从AQ10182006标准附录C中进行插值选取。见下表煤的可燃质残存瓦斯含量表煤的挥发分Vdaf(%)6881212181826263535424256可燃质残存瓦斯含量W1c (m3/t)96644332222瓦斯可抽量计算表综上所述，瓦斯储量450万m3，可抽量297.5万m3，占瓦斯储量的66。 三、瓦斯治理达到的目的通过治理瓦斯后，要达到：1、 揭煤层K1值小于0.5，瓦斯压力小0.74MPa,达到消突的目的；2、 巷道掘进，K1值小于0.5，瓦斯压力小0.74MPa,达到消突的目的；3、 本煤层抽放，瓦斯抽采达标，压力低于0.74Mpa，煤层含量的上限为8m3/t，使回采工作面瓦斯降低，达到不超限和消突的目的。4、 达到抽、采、掘平衡。 四、钻探设备、抽放设备、封孔等 为了能有效实施瓦斯治理，达到目的，必须具备必要的设备： 1、 钻探设备：全液750钻机3台，75mm钻杆500米。本矿已具备，恢复生产再购置ZY-1250型钻机2套。2、 瓦斯设备：本矿瓦斯抽放设备已完善高负压抽放选用2BEA-303型高负压水环真空泵2台，一台工作，一台备用。最大抽气量90m3/min，最低吸入绝压160hPa；转速300r/min；电机功率为90kw。主机生产厂家配套供给电控设备。 低负压瓦斯抽采泵设计推荐选用2BEC-400型低负压水环真空泵2台，一台使用，一台备用。最大抽气量110m3/min，最低吸入绝压160hPa；转速449 r/min；电机功率为132kw。主机生产厂家配套供给电控设备。高负压抽放瓦斯主管采用瓦斯抽采专用管，主管规格为3156；支管规格为2006。低负压抽放瓦斯管路均采用高强度阻燃PVC管：主管管径规格为4006，低负压抽放支管管径规格为3156。3、封孔方式、材料及工艺采用水泥沙浆或聚胺脂封孔，孔口段围岩条件好、构造简单、孔口负压中等时，封孔长度为35m，高负压时封孔长度为58m；煤层或围岩较为破碎的岩石钻孔封孔长度810m，视具体条件以不漏气为准，尽量缩短封孔长度；对煤岩强度不高、封孔深度较长的钻孔采用充填材料封孔，对岩石致密、服务年限不长的钻孔采用机械式封孔器封孔。五、防治瓦斯措施依据（黔府办发200883号文件），矿井必须坚持“先抽后采、监测监控、以风定产”的方针，采掘工作面中的瓦斯必须治理到0.8%以下才能作业。矿井总回风巷或一翼回风巷瓦斯和二氧化碳浓度不得超过0.75。1、必须建立和健全各级领导及各业务部门的“一通三防”管理工作责任制。 矿长必须定期主持研究“一通三防”工作（矿每月至少一次），并保证这一工作所需的人、财、物。矿总工程师全面负责“一通三防”技术业务管理工作。各矿副职对其分管范围内的安全工作负责。各采掘区（队）长对所辖区内“一通三防”工作全面负责。安监部长及驻矿安全监察站（站）长负责对防止重大瓦斯煤尘事故的安全措施的实施情况进行监督检查。 2、配备足够的瓦斯检查员 每个工作面每班必须有一名专职瓦检员，瓦检员必须经培训合格，持证上岗。3、健全稳定、合理、可靠的通风系统加强通风是防止瓦斯积聚最基本、最有效的措施。采掘工作面通风系统稳定，风量符合作业规程的规定，通风系统不合理或风量不足的要停产整顿。局部通风设施必须由指定人员负责管理，严禁随意停开局扇和不按标准安装、维护风筒。严格矿井瓦斯管理和检查制度，必须按煤矿安全规程要求配齐瓦斯检查人员。瓦斯检查员配备不足的由矿长负责，瓦斯检查出现空班漏检或弄虚作假由通风区（队）长负责。回采工作面上隅角瓦斯积聚，掘进工作面高顶瓦斯积聚都要采取有效措施处理，凡因未制定措施而引起瓦斯煤尘事故的由矿总工程师负责，措施执行不力而发生事故，由分管矿长和采掘区（队）长负责。（1）通风系统合理、稳定1)矿井必须有完整、独立的通风系统，并确保通风系统合理。本矿有两个进风井进风，一个回风井回风，各采区有单独的回风道，通风系统完善可靠。改变全矿井通风系统时，必须编制通风设计及安全措施，由企业技术负责人审批。 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，本设计采区上山贯穿整个采区；4)本矿井设有专用回风井、采区设有专用回风上山；5)、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。本设计采面、掘进面之间独立通风；5)采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。6)采区变电所必须有独立的通风系统；本设计未设置采区变电所。7）巷道贯通的通风系统：掘进巷道相距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。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。（二）通风设施完好、可靠1)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，本设计不允许使用风桥。2)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；3)防突风门的砌筑要进行专门设计，其设置的位置、质量、强度必须满足防突的要求；4)废弃巷道、采空区、盲巷和暂时不用的巷道要及时进行封闭；5)总回风巷、主要回风巷不得设置风流控制设施；6)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；7)、井下密闭必须挂牌、上图，启封密闭必须编制专门措施。8）加强风筒管理（3）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。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，实行挂牌管理，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为：采区进回风巷、采煤工作面、掘进中的煤巷及半煤岩巷最低风速不低于0.25m/s；掘进中的岩巷、其他通风行人巷道最低风速不低于0.15m/s。 3)采用“双风机，双电源”：即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。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)必须实现“三专两闭锁”，即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。使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，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。掘进工作面，必须装备甲烷断电仪和风电闭锁装置。5)必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离、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。可由LR=(45)S0.5确定(S为掘进巷道净断面积)，本设计取5m。6）正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。7）每15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l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。恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，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，方可由指定人员开启局部通风机。 10)硐室扩散通风的要求：、井下机电设备硐室应设在进风风流中，如果采用扩散通风硐室深度不能超过6m、入口宽度不得小于1.5m且无瓦斯涌出。、采区变电所必须有独立的通风系统。本矿井不考虑设置采区变电所。（4）、矿井通风设备要求1)矿井必须采用机械式通风,必须安装2套同等能力的主要通风机装置，其中1套作备用，备用通风机必须能在10min内开动。本设计主要通风机装备2台，l台工作，l台备用。2)矿井主要通风机必须采用双回路供电，备用风机必须带电备用，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)主要通风机采用轴流式风机电机反转反风方式，主要通风机反风风量不小于正常供风量的40；每年应进行1次反风演习；4)主要通风机必须安装在地面；装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5，有提升设备时不得超过15。5)必须保证主要通风机连续运转。6)严禁采用局部通风机或风机群作为主要通风机使用。7)装有主要通风机的出风井口应安装防爆门，防爆门每6个月检查维修1次。8)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。 9)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。10)严禁主要通风机房兼作它用。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。11)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。（5）采空区管理要求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，采煤工作面回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。4、保证工作面有充足的风量和合理的风速（1）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。（2）矿井风速符合煤矿安全规程规定，根据本矿巷道布置、生产能力、装置等，设计风速和允许风速如下表。 巷道风速表巷道名