小屯煤矿瓦斯治理方案.doc

小屯煤矿瓦斯治理方案贵州大方煤业有限公司小屯煤矿瓦斯防治技术方案编制单位： 通 防 部 编 制 人： 部门负责人： 编制日期： 小屯煤矿瓦斯防治技术方案审 批 意 见审批人员签字：通防部： 年 月 日 调度室： 年 月 日安监部： 年 月 日 工程技术部： 年 月 日地测部： 年 月 日 机电部： 年 月 日 通风副总： 年 月 日 安全监测通讯中心： 年 月 日 安全副总经理： 年 月 日 总工程师： 年 月 日总经理： 年 月 日 目 录前 言4第一章 矿井基本情况5第一节 井田概况5第二节 地质特征5第三节 瓦斯、煤尘和自燃12第四节 矿井开拓与开采14第五节 主要生产系统慨况15第二章 瓦斯防治必要性和可行性18第三章 瓦斯治理方案19第一节 通风系统治理方案19第二节 瓦斯抽采及方法21第三节 瓦斯防治措施28第四节 隔爆措施37第四章 区域综合防突措施41第一节 区域突出危险性预测41第二节 区域防突措施42第三节 区域措施效果检验46第四节 区域验证48第五章 局部综合防突措施49第一节 工作面突出危险性预测49第二节 工作面防突措施53第三节 工作面措施效果检验56第六章 安全防护措施57第一节 避难所57第二节 远距离放炮58第三节 压风自救系统58第四节 反向风门59第七章 瓦斯治理组织保障措施59第一节 瓦斯防治组织管理59第二节 瓦斯防治技术管理61第三节 瓦斯治理仪器、装备62前 言为认真落实“安全第一，预防为主，综合治理”的方针，进一步搞好煤矿瓦斯综合治理工作，严防瓦斯事故发生，现结合小屯煤矿瓦斯治理实际，特制定小屯煤矿瓦斯治理工作方案。一、指导思想认真贯彻执行上级部门的一系列瓦斯治理方针、政策，着力构建“采掘部署合理、通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位、隐患排除、综合利用”的瓦斯综合治理工作体系，依靠科技进步，强化业务技能，把握深化瓦斯综合治理主线，围绕创建本质安全型矿井为主旨，打好瓦斯治理“攻坚战”，建立健全瓦斯综合治理长效机制，有效防止煤矿瓦斯事故的发生，实现我矿安全生产持续、稳步发展。二、工作目标1.杜绝各类通防、瓦斯人身事故及瓦斯侥幸事故。2.实现瓦斯“三零”目标（零爆炸、零突出、零超限）。3.通过瓦斯治理工作体系示范矿井验收工作。第一章 矿井基本情况第一节 井田概况小屯井田位于贵州省大方县城南部，井田中心直距县城约6.0km，行政区划属大方县小屯乡、大方镇、羊场镇管辖。地理坐标：东经10532471053923，北纬270215270748。矿井井田范围为：西至龙潭组地层底界，北至井田勘探边界线，东至路穿岩周家大洞安塘岩脚新田一线，南至北纬270215纬线。南北长710.2km，一般8km，东西宽4.611.10km，一般约7.5km，面积约66.4km2。小屯矿井位于321与326国道线交叉处南侧，位于大方县南部，位于大方电厂东侧。贵毕高速公路从北西部进入井田，至3勘探线浅部北西侧，沿3勘探线转向东穿过井田；大方至纳雍的县级公路沿井田西侧浅部边缘经过。矿井内交通较方便。井田西至龙潭组地层底界，北至1勘探线，东至路穿岩周家大洞安塘岩脚新田一线，南至北纬270215纬线。南北长710.2km，一般8km；东西宽4.611.10km，一般约7.5km，面积约66.51km2。地理坐标：东经10532451053930，北纬270215270745。一采区位于该井田中西部，北起7勘探线，南至J10勘探线以南；西起煤系地层浅部，以贵毕高等级公路为界；东至五采区保护煤柱。南北长约3.5km，东西宽约1.95km，面积约6.8km2。第二节 地质特征一、地质构造1、地层井田内地层从上到下依次为第四系，三叠系，二叠系等。含煤地层为二叠系龙潭组，含煤4778层，厚度410430m。参见表1-2-1。表1-2-1 勘 探 区 地 层 简 表系统组段主要岩性一般厚度(m)第四系(Q)冲积、残积、坡积物等。0-20三叠系(T)下统(T1)茅草铺组(T1m)灰色中厚层状灰岩、白云岩及泥质灰岩。井田内出露不全夜郎组(T1y)九级滩段(T1y3)灰紫色泥质粉砂岩，产瓣鳃类动物化石。243.95玉龙山段(T1y2)灰色厚层状灰岩，及中厚层状泥质灰岩。170.70沙堡湾段(T1y1)灰色厚层状灰岩夹钙质泥岩及泥质灰岩、粉砂质泥岩、粉砂岩。56.57二叠系(P)上统(P2)长兴组(P2c)燧石灰岩及硅质岩、泥质灰岩。13.66龙潭组(P2l)灰色泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、泥岩及煤层。187.89峨嵋山玄武 岩组(P2)勘查区南部有出露，北部缺失，边界位于2、3勘探线之间。0-80下统(P1)茅口组(P1m)灰色薄-中厚层状灰岩及含燧石灰岩。不详井田内赋存不全，井田北部缺失，其界线位于9、10勘探线之间，地表出露于井田西部3勘探线以南，岩性主要为灰绿色玄武岩或拉斑玄武岩，致密块状，坚硬，具小气孔构造。其顶部0-6m左右为凝灰岩、含砾凝灰岩。该组厚度080m，与上覆龙潭组地层呈假整合接触。2、构造（1）总体构造形态井田位于扬子板块川滇黔盆地黔北断拱（三级构造单元）大方背斜东翼，井田总体呈一宽缓的单斜构造，地层走向呈北东南西向，倾向南东，倾角一般810左右，煤系浅部地段局部达2040。至井田3勘探线以南，浅部地层走向转向近南北向，倾向近东，底板等高线呈一向西凸出的弧形；3勘探线以南见有数条断层，井田3勘探线以北浅部见有宽缓的次级褶曲，褶曲轴及断层都基本呈北北东南南西向展布。（2）断层井田内断层以北北东向为主，少量东西向，落差大于或等于30m的断层中，均为北北东向。从平面分布看，北北东向断层集中于302401号钻孔一线，对煤系地层的切割破坏较大，断层发育部位，地质构造条件相对复杂。井田内共发现断层18条，地表发现12条，断距大于30m的断层8条，主要集中在井田南部906302401号钻孔一线，断距小于30m的断层4条，详见表1-2-2，地下隐伏断层6条，见表1-2-3。地面断层钻孔控制情况见表1-2-4。表1-2-2 落差小于30m的断层统计序号断层编号位置长度性质产状断距断层依据走向倾向倾角1F3-11102孔南侧240m正北东北西7820m错断Tly3底界2F5-1302孔东侧260m正南北东6920m地面控制点，见破碎带3F9905号孔东侧300m逆北东北西8120m重复Tly3底界4F10井田北部浅部边界附近500m正南北东6825m错断煤系底界表1-2-3 隐伏断层（断点）统计序号编号断点深度地层断距推断性质断层依据1F201-1137.70m35m逆断层见砂岩角砾，挤压严重，部分为糜棱岩，重复1419号煤层2F203-1250.29m10m正断层6中煤层见挤压现象，倾角变大达50，断失B16中间地层3F2041330.22m10m正断层断失B16中地层4F702-1358.43m8m正断层重复78号煤层间地层5F401-1213.79m30m正断层见挤压现象，擦痕发育，倾角变大达586F905172.95约10m正断层岩芯挤压破碎严重，见大量泥质粉砂岩、灰岩角砾，破碎带7m。表1-2-4 地面断层钻孔控制情况断层编号钻孔号断点深度断失地层地层断距断层带简述906192.00m部分Tly1地层10m见构造角砾岩F2110278.31m部分T1y2地层40m见挤压现象，部分为角砾岩F4906111.30m部分Tly2地层10m见挤压、揉皱现象，岩芯破碎F7401137.51mT1y1地层、部分P2c地层30m见挤压现象，岩芯破碎根据贵州大方煤业有限公司小屯煤矿一采区补充勘探地质报告一采区范围内，仅以往勘探的201孔、203孔、204孔、702孔揭露的F201-1、F203-1、F204-1、F702-1四条断层，均位于该采区的北东部，同属隐伏断层。补勘施工的10个钻孔中，均未见断层揭露点。但根据业主方在采区浅部以中施工的措施巷道，揭露的资料显示：巷道中小型断层、层滑构造十分发育，煤岩层产状变化较大，煤层厚度不稳定。根据现有对区内断层的控制程度和一采区面积计算，一采区断层发育密度为2.21条/km2，其中落差10m的断层3条。通过对井田内断层落差与延展长度的规律分析，断层落差在30m以上，延展长度一般大于900m，断层落差在20m30m，延展长度一般在200m600m之间；对于落差较小的断层，由于在井田内控制断点少，大部分仅见到一个断点，因此对延展长度规律的分析依据太少。断层发育规律：一采区内断层以北北东向为主，少量东西向，落差大于或等于15m的断层中，均为北北东向。从平面分布看，北北东向断层集中于7-8勘探线之间，属于一采区的构造应力集中区，对煤系地层的切割破坏较大，断层发育部位，地质构造条件相对复杂。区域构造特征表明，本井田的构造面貌与燕山运动有关，由于本井田的断层大部分属张扭性断层，其走向基本都呈北北东向，与大方背斜轴向基本一致，说明是在燕山运动过程当中形成的。对大方背斜的地质构造分析研究，本井田南部应是全区构造应力相对集中的部位。（3）断层对采区、工作面布置的影响根据2004年贵州地勘院提供的小屯井田勘查地质报告显示，一采区内的断层主要发育在北东部，走向与地层走向、褶曲走向基本一致，以断层带形式相对集中。F201-1断层：以往地质资料推断落差35m，推断倾向SE，断至7煤以下煤系地层，但根据201钻孔资料显示并没有发现该断层位置及落差。该推断断层位于一采区边缘，对工作面布置基本没有影响。F203-1断层：断点推断F203-1正断层，断点深度250.52m，推断落差15m，推断倾向E，断至6煤组，该断层位于首采区北翼厚度不可采区域的北端至白瓦厂水库煤柱，对工作面布置影响较小。F204-1断层：断点推断F204-1正断层，断点深度330.26m，推断落差11m，推断倾向SE，缺失B16中煤层间地层，该断层位于一采区北部，对工作面布置及回采影响较大。F702-1断层：断点推断F702-1正断层，断点深度326.92m，推断落差6m，推断倾向NW，缺失B1至6上煤层间地层，该断层位于一采区北翼与二采区边界处，对工作面及二采区工作面布置及回采有一定影响。（4）褶曲大方背斜经过井田内西部地段，由于大方背斜的影响，井田浅部地层波状起伏，并伴有一定的次一级褶曲，现对井田内主要的褶曲分述如下：大方背斜：为区域性褶曲，轴向北东，部分位于本井田西部边界处，轴部为茅口组灰岩。白瓦厂向斜：白瓦厂向斜经轿子山一吊水岩一白瓦厂一线，轴向呈北北东南南西，北部出井田边界至大海坝，南部经滑坡至喻家寨西北侧，消失于井田边界处茅口灰岩地层中，井田内长约8.8km。轴部主要为Tly2地层，两侧地层倾角58，为一宽缓对称向斜。其北段有部分钻孔控制，南段无钻孔控制。控制程度较低。生纸山背斜：位于白瓦厂向斜的南东部，其轴向与白瓦厂向斜基本平行展布，井田内走向长约8.8km，地层倾角69，为一宽缓对称背斜。3勘探线以北，其轴部及两翼均有钻孔控制，基本控制了背斜形态及变化幅度；3勘探线以南无控制，滑坡内部分为推断，控制程度低。大田坝向斜：位于井田西部边界大方背斜西翼，与大方背斜轴向平行。走向长约3.2km，对本井田煤层无影响。另外，井田北部边界谢家寨附近发育一组轴向平行，走向北北东南南西，延伸长度约1.4km的小褶曲（中寨向斜、谢家寨背斜），其规模较小，且位于煤系地层下部，对33号煤层局部有一定影响。（5）褶曲对一采区地层产状的影响小屯井田位于扬子板块川滇黔盆地黔北断拱（三级构造单元）大方背斜南东翼，井田总体呈一宽缓的单斜构造，地层走向呈NESW向，倾向SE。从区域地质资料来看，大方背斜向北东延伸过五凤井田，向南西延伸过白布井田，位于小屯井田北西边缘，煤系地层出露区域以外。因此小屯井田一采区总体的构造形态受大方背斜的控制，在大方背斜两侧均发育伴生褶曲。在大方背斜内侧小屯井田一采区，依次发育比较宽缓的白瓦厂向斜、生纸山背斜，从生纸山背斜至井田中部、南东部，井田呈比较平缓的单斜构造，倾角一般28。大方背斜、白瓦厂向斜、生纸山背斜对一采区地层产状有一定影响。根据施工巷道揭露资料和煤层底板等高线资料分析，在井田北西边缘，大方背斜轴部至下部煤系出露地段，地层倾角受其影响，一般2040，局部达5070；上部煤系出露区域，地层变缓至1530；进入白瓦厂向斜北西翼，煤层倾角一般815，白瓦厂向斜北西翼煤层倾角一般58，最大13左右。从一采区6中煤底板等高线分析，在一采区南翼，白瓦厂向斜与生纸山背斜两翼倾角一般在210之间；在北翼，两褶曲倾角除白瓦厂向斜北西翼外侧，浅部倾角较大，一般815，其余区段两翼倾角一般58，轴部一般25。通过野外出露地层观测，一采区内出露地层主要为二叠系、三叠系，出露地层显示，二叠系下统茅口灰岩（P1m）受燕山运动影响强烈，出露地层产状变化很大，出现强烈的褶皱、断裂现象；煤系地层二叠系龙潭组（P2l），位于茅口灰岩上部，仅靠近大方背斜轴部出露，受大方背斜影响，出露产状一般倾角很大；出露的三叠系地层，距离大方背斜轴较远，产状一般变化不大，影响较小。由此可以初步分析，在井田深部，远离大方背斜区域，受大方背斜影响较小，地层产状相对稳定；井田浅部，距离大方背斜轴部较近，受其影响也大，地层产状不稳定。通过地表出露层位产状的观测和补勘提供煤层底板等高线等资料的分析，初步结论基本一致。（6）构造综合评价及类型根据本井田精查阶段勘探成果资料，井田含煤地层沿走向、倾向的产状有一定的变化，南部断层较发育，北部沿走向和倾向发育宽缓褶皱，构造复杂程度整体为第二类中等复杂类型构造。一采区范围内属井田浅部，受大方背斜影响构造较为复杂，该区北翼（井硐以北）分布有褶皱，断层、不可采区及煤厚异常点，但断层均以落差3m的小断层为主，南翼从精查阶段勘探成果和此次补勘资料分析，没有发现断层和主采煤层不可采点，因此一采区构造类别应为第二类中等复杂构造。二、煤层1、含煤性本井田含煤地层为龙潭组（P2l）地层，含煤层一般3033层，含煤总厚21.0325.98m，平均22.95m，含煤系数14.0，可采及局部可采煤层约6层，33号煤层基本全井田可采，6中煤层大部可采，局部可采煤层有6上、6下、7、34号4层煤，零星可采煤层有8、10、14、19、23、32号煤层等，可采煤层总厚度5.6113.15m，平均9.30m，可采含煤系数约5.7。2、可采煤层基本全井田可采煤层为33号煤层，大部可采煤层为6中煤层，局部可采煤层有6上、6下、7、34号4层煤层，零星可采煤层有8、10、14、23、32号5层煤层。可采及局部可采煤层见表1-2-5。6上煤层：位于龙潭组最上部，煤层厚度有一定变化，一般0.95m，井田中部为一岛状可采区，以及北东部103号孔可采，可采厚度一般0.95m，最厚点出现在井田东部103号钻孔处，局部偶夹一层夹石。顶板岩性：至B1为界，厚度0.7414.50m。岩性以粉砂岩、泥质粉砂岩及细砂岩为主，局部为粉砂质泥岩。底板岩性：本井田内只在702号钻孔与6中煤层合并，其余部位与6中煤层间距一般2.72m，直接底板一般为泥岩、粉泥、泥质粉砂岩、间接底板随厚度增大而粒度变粗。6中煤层：位于龙潭组上部，为6号煤层组中主要煤层，煤层厚度变化较大，平均厚2.45m，总体趋势由北向南东部变薄，采用厚度平均2.28m，井田局部见厚度异常点，中部7勘探线8勘探线之间有一呈东一西展布的带状变薄区。煤层含夹石0-2层。顶板岩性见6上煤层底板。底板为6下煤层顶板，以泥岩、粉砂质泥岩为主，少量泥质粉砂岩、粉砂岩，一般中部含一层薄煤。6下煤层：位于龙潭组上部，上距6中煤层一般3m左右，煤层厚度03.36m，总体呈南薄北厚的趋势，南东部402、1004号钻孔一线及以东尖灭，井田北东部可采，中部906、202号孔一带发育较厚。煤层在J9线至10线之间通常含一层夹石，岩性为泥岩。顶板岩性：见6中煤层底板。底板岩性：以7号煤层顶部为界统计，厚度一般11.30m左右，直接底板一般为一层泥岩，厚度一般0.50m，间接顶板为细砂岩或粉砂岩，中下部含12层薄煤。7号煤层：位于龙潭组中上部，煤层采用厚度变化较大，一般0.86m，自西向东，煤层由厚逐渐变薄，东部见有较大的向西凸出的舌状尖灭区，中部亦有一尖灭点，西部大部可采，可采面积约占总面积二分之一。顶板岩性：见6下煤层底板。底板岩性；直接底板一般为薄层含根泥岩，间接底板一般为泥质粉砂岩、粉砂岩。根据对煤层厚度、结构及其变化情况和可采情况的分析，6中，33号煤层属第二型较稳定煤层；6上、6下、7煤层属第三型不稳定煤层，见表1-2-5。表1-2-5 主要可采煤层顶底板岩石物理力学性质试验成果煤层编号抗压强度(MPa)抗拉强度(MPa)抗剪强度(MPa)泊松比轴向自由膨胀率()6号煤组顶8.83106.5753.51(68)1.3212.525.65(51)1.807.204.15(13)0.240.340.28(48)0.037.321.51(9)底6.3480.6044.18(20)1.778.705.23(14)3.803.803.80(1)0.270.310.29(8)1.0911.585.60(4)7号顶底24.73111.4763.16(14)1.618.395.14(11)2.204.003.40(4)0.280.310.29(9)0.030.120.07(3)第三节 瓦斯、煤尘和自燃一、瓦斯情况本井田共采取102个煤芯瓦斯样。自然瓦斯成分：各煤层甲烷成分介于85.80（6上煤层）93.98（6下煤层）之间，其平均值为90.31；二氧化碳含量平均值为2.82，最高为3.84（6中煤层），最小为2.18（7号煤层）；氮含量平均值9.64，6上煤层最高，为13.95，6下煤层最低，为6.01。甲烷含量：平均值13.79毫升/克可燃质，最高15.84毫升/克可燃质（6中煤），最低为34号煤12.95毫升/克可燃质。根据贵州大方煤业有限公司小屯煤矿一采区补充勘探地质报告煤层瓦斯压力在测试的钻孔井深内为1.97452.6925MPa；瓦斯压力梯度为0.4461.242MPa/100m。瓦斯分布规律：6上煤层甲烷含量平均为15.16毫升/克可燃质，小于15毫升/克可燃质主要分布于勘探区南部地区，西北呈横“U”字形分布；其余地段为1520毫升/克可燃质。906号孔甲烷含量达22.17毫升/克可燃质。6中煤层甲烷含量平均为15.84毫升/克可燃质，甲烷含量20毫升/克可燃质由西向东，由南向北呈“W”分布。6下煤层煤层甲烷含量平均为15.23毫升/克可燃质，甲烷含量15毫升/克可燃质的地区主要分布于勘探区西北，其余地区为1520毫升/克可燃质，906号孔甲烷含量达26.49毫升/克可燃质。7号煤全区甲烷瓦斯主要为1015毫升/克可燃质，东北部为1520毫升/克可燃质，10毫升/克可燃质分布于604孔903孔一线，呈带状分布。勘探区内瓦斯含量纵向上变化不明显。2009年中国矿业大学对一采区的6上、6中、6下、7煤参数测试与分析。煤层编号绝对瓦斯压力（MPa）a值（m/t）b值（m/t）总含量（m/t）透气性系数m2/(MPa2.d)6上1.0033.89831.29398.48080.24386中0.9633.67001.387912.10750.14646下0.7535.84231.45318.57550.15777煤0.9535.33571.280511.45070.2531矿井根据开采情况及时取各煤层煤样进行了化验解吸，目前矿井一采区可采煤层6上实验室化验解吸瓦斯含量最高达14.3 m/t，6中实验室化验解吸瓦斯含量最高达19m/t，6下实验室化验解吸瓦斯含量最高达13.5m/t，7煤解吸瓦斯含量最高为14.2 m/t，矿井瓦斯储量丰富。二、煤尘与煤的自燃情况井田内6上、6中、6下煤层取样进行了煤尘爆炸性试验，火焰长度、岩粉量均为0。故该区煤层无煤尘爆炸危险性。原勘查报告资料显示，仅对井田内上煤组进行了煤的燃点测试，测试结果：上煤组各可采煤层还原样与氧化样着火点温度差在2633之间，煤层自燃趋势等级为不易自燃煤。但此次补勘对一采区内补勘的10个钻孔中6上、6中、6下、7、10、12共6层煤的26个煤样进行了煤的燃点测试，测试结果中有12个煤样为级容易自燃，3个煤样为级自燃，11个煤样为级不易自燃，说明一采区各主要可采和局部可采煤层存在自燃发火的倾向。2009年4月取6上煤、6中煤样送重庆煤科院进行煤尘爆炸性和自然发火倾向性鉴定，结果矿井6上煤、6中煤层均无煤尘爆炸性。6上煤、6中煤层的自燃倾向性等级为类，属不易自燃煤层。2010年1月取6下煤、7煤样送重庆煤科院进行煤尘爆炸性和自然发火倾向性鉴定，结果矿井6下煤、7煤层均无煤尘爆炸性。6下煤、7煤煤层的自燃倾向性等级为类，属不易自燃煤层。第四节 矿井开拓与开采一、矿井开拓方式本矿井采用平硐开拓方式，布置主平硐、副斜井、回风斜井三个井筒，其中回风斜井为专用回风井筒。矿井投产一个综采工作面，一期设计生产能力60万t/a。为防止误穿有突出危险煤层，掘进中应加强地质工作，采用地质雷达、钻探控制、地质素描分析预测与区域地质预测相结合等方法，控制并保持掘进工作面与有突出危险煤层或构造薄弱带的净岩柱满足设计要求。二、矿井采掘部署1.采区划分矿井一期全井田划分为一个采区开采。2.开采顺序本矿井可采煤层有6上、6中、6下、7煤层等；煤层间距分别为2.7m、3.3m、11.3m。设计采用煤组间及煤层间“下行式”开采顺序，开采顺序为：6上煤层6中煤层6下煤层7煤层，依次开采各煤层，在6上煤层不可采区域，首先6中煤层。3.顺槽布置设计采用“U”型顺槽布置方式，一进一回，即工作面胶带输送机顺槽进风，轨道运输顺槽回风。4.采煤方法首采区内6中煤层结构较简单，煤层顶板以泥岩、粉砂质泥岩为主，与6上煤层间距大时，其粒度较粗，反之则较细。底板以泥岩、粉砂质泥岩为主，少量泥质粉砂岩、粉砂岩，属较稳定煤层。由于本矿井初期开采的煤层大均为近水平缓倾斜薄及中厚煤层，结合矿井开拓布置，本矿井采用走向长壁后退式采煤法回采，顶板管理采用全部跨落法。设计配备一个综采工作面，机械化程度比较高。工作面长度确定为150m，年推进度约为1250m，一期综采工作面生产能力60万t/a，选择的采煤机截割深度为630mm。三、采场接续及开拓方案安排“十二五”期间6中煤层工作面的接续方向：16中03面16中04面16中06面16中05面16中01面16中07面16中09面。当16中07面与16中09面接续时，采用沿空留巷技术；6上煤层工作面的接续方向：16上02面16上03面16中02面（按薄煤层考虑）16上04面16上05面。“十三五”期间，主采煤层接续工作面为16中09面、16中08面、16中11面、16中10面、16中13面、16中12面、16中15面。配采6上煤层工作面为16上05面、16上06面、16上08面、16上07面、16上10面。2016年-2020年预计煤煤炭产量均能超过120万t。年度进尺预计10000m，万吨掘进率为83m/万吨。采区的接续方向为一采区五采区二采区，十二五期间，自2012年开始施工五采区的开拓巷道，主要是五采区的三条暗斜井、采区煤仓、水仓、暗斜井之间的联络巷，规划开拓进尺为6300m（三条暗斜井已施工至采区边界）。通往二采区的三条水平（+1395m）大巷，规划进尺2460m，平均每条大巷施工820m。第五节 主要生产系统慨况一、通风系统本矿井采用抽出式通风，矿井初期通风系统为中央并列式通风，目前矿井安装两台BDK618-12-31的主要通风机，电机功率分别为2160KW，其中一台使用，一台备用。副平硐主进风，主平硐辅助进风，回风平硐回风，矿井总进风量约10274m3/min，总排风量约10432m3/min。掘进工作面利用局部通风机压入式通风，使用长距离通风的抗静电、阻燃性能风筒、“双风机、双电源”并自动切换和“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）。二、抽放系统矿井配备两套瓦斯抽放系统，其中一套为低负压抽放系统，共配用两台2BEC67-1BG3-280瓦斯抽放泵，其电机功率为500KW，其额定抽放流量为405m3/min；一套为高负压抽放系统，其每台瓦斯抽放泵的额定抽放流量为302m3/min，共配用两台2BEC62-1BG3-290瓦斯抽放泵，其电机功率分别为400KW。回风井筒布置瓦斯主管路，低负压抽放管路采用DN600、高负压管路采用DN400，工作面顺槽及底抽巷布置瓦斯支管，分别采用DN219、DN315抽放管。三、监控系统矿井安装了国内较先进的KJ90NB煤矿安全监控系统，分别对矿井主要通风机、局部通风机、瓦斯抽放泵的开停状态，井下采掘工作面及其回风流中的瓦斯浓度、温度、风速、一氧化碳，风门关闭、断电、馈电等进行实时监控。四、供电系统矿井工业场地建35/10kV变电所，安装一台4000kVA主变和一台6300kVA主变。一回35kV电源引自新铺110/35/10kV变电站，供电线路长约1.5km，导线选用LGJ-70mm2钢芯铝绞线，导线载流量为222A。该线路承担全矿7MW（后期负荷、工作电流为120A）负荷的线路电压降约为0.6%Ue。另一回35kV电源引自六龙110/35/10kV变电站，线路长约19km，导线选用LGJ-185mm2钢芯铝绞线。该线路承担全矿7MW（后期负荷）负荷的线路电压降约为4 %Ue。五、人员定位及语音系统小屯煤矿安装了天地（常州）自动化股份有限公司KJ69J型矿用人员安全监测系统。实时监控下井人数，井下人员的分布情况及行走路线、下井时间进行跟踪。语音广播系统、矿井语音广播系统正在安装过程中，安装调试完成后，当矿井遭遇突发性事件时，通过调度室语音广播控制终端能以最简捷、最快的途径通知井下作业人员，并指导相关人员紧急疏散或采取相应安全措施，做到及时并有效的应急救援。六、井上下生产系统1.主井生产系统主平硐采用钢绳芯强力胶带输送机承担煤炭从井下至地面的运输任务。2.副井生产系统本矿井采用副平硐担负设备、材料、矸石等运输任务，矿车、大型设备平板车、人车等由机车牵引直接往返地面和井下。3.地面生产系统主要建筑有筛分动筛车间、块煤块矸石仓、1号转载点以及相关的带式输送机栈桥等。后期选煤厂预留在电厂现在的灰场位置。筛分动筛车间与井口房合建，矿井来煤直接由带式输送机运至筛分动筛车间。筛分动筛车间由原煤分级筛对来煤进行分级。分级后粒度小于50mm（或35mm）的混煤直接由混煤带式输送机转载运至电厂煤仓。粒度大于50mm（或35mm）的块煤的排矸由两套系统完成，其一是给入动筛跳汰机分选，其二是入手选皮带人工拣矸，分选后的矸石通过带式输送机运到块矸石仓，再用汽车运至矸石山；块煤通过带式输送机运到块煤仓，由汽车外销。4.排矸系统矿井建井期间矸石用来充填工业场地，生产期间的矸石（包括掘进矸石和洗选矸石等）运往排矸场排弃。排矸场设在工业场地东侧的冲沟，占地5.4hm2，容量88万m3，按矿井矸石量9万t/a计，可服务约14年。矿井工业场地内设翻矸房，翻矸房设1.5t矿车列车推车机、1.5t矿车单车摘钩翻车机各一台。由列车推车机将整列矿车逐辆推入翻车机，依次将矸石翻入缓冲仓，仓下设1台2.5m矸石箕斗装载设备，装满的矸石箕斗由1台JTP1.6型矿用提升绞车牵引至矸石山顶矸石箕斗单道卸载架排矸。矸石箕斗采用倒牵引单钩提升。5.矿井排水系统矿井采用平硐开拓，主排水系统以水沟排水为主。副平硐水沟坡度3，宽0.6m，高0.55m，水沟流速1.41m/s，最大排水量1678m3/h。主、回风平硐水沟坡度3，宽0.4m，高0.4m，水沟流速1.10m/s，最大排水量636m3/h。矿井水汇集到副平硐水沟后流出，满足矿井排水需要。采区内的水主要以水泵排至副平硐主排水系统后，通过副平硐水沟流出，满足矿井排水需要。6.矿井压风系统压风设备选用LU250-8.5型，排气量43m3/min、排气压力0.85Mpa。螺杆式空气压缩机3台，其中2台工作，1台备用。配电动机 250KW（10kV）。该压风设备安装简单，采用PLC控制系统，可实现高效运行。矿井供气主干管选用D2196无缝钢管，沿副斜井敷设。副井内的每个车场片口均设有三通、闸阀分至每一个工作面,各工作面均按规定配备了压风自救装置。压风系统能够满足矿井的用风要求。第二章 瓦斯防治必要性和可行性一、瓦斯抽采的必要性根据煤矿瓦斯抽采达标暂行规定（安监总煤装2011163号）规定，有下列情况之一的矿井必须进行瓦斯抽采，并实现抽采达标： 开采有煤与瓦斯突出危险煤层的； 一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5m3 /min或者一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量大于3m3 /min的； 矿井绝对瓦斯涌出量大于或等于40m3 /min的； 矿井年产量为1.01.5Mt，其绝对瓦斯涌出量大于30m3/min的； 矿井年产量为0.61.0Mt，其绝对瓦斯涌出量大于25m3/min的； 矿井年产量为0.40.6Mt，其绝对瓦斯涌出量大于20m3/min的； 矿井年产量等于或小于0.4Mt，其绝对瓦斯涌出量大于15m3/min的；本矿井一期设计生产能力60万t/a，根据煤与瓦斯突出鉴定，各可采煤层均为突出煤层，矿井瓦斯涌出量达50.79m3/mi20m3/min；开采6中煤层工作面绝对瓦斯涌出量达16.76m3/min，远大于5m3/min；根据煤矿瓦斯抽采达标暂行规定以及防治煤与瓦斯突出规定，必须建立地面永久瓦斯抽采系统，以满足瓦斯抽采和防突要求。二、抽采瓦斯的可行性开采层瓦斯抽采的可行性取决于煤层的透气性，其评价指标有两个：煤层的透气性系数（l）和钻孔瓦斯流量衰减系数（a）。开采层预抽瓦斯可行性评价标准见表2-2-2。表2-1-1 开采层预抽瓦斯难易程度分类表抽采难易程度钻孔瓦斯流量衰减系数a（d-1）煤层透气性系数l（m2/MPa2d）容易抽采0.00310可以抽采0.0030.05100.1较难抽采0.050.1本矿井目前尚无煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等实测资料，依据矿区内生产矿井的瓦斯抽采经验，矿井设置高、低负压双系统进行瓦斯抽采，高负压系统用于煤层预抽和消突，低负压系统用于采空区抽放，是可行的。第三章 瓦斯治理方案第一节 通风系统治理方案一、采掘布置合理矿井的采区设计坚持“四区域、三超前”，即开拓区域、准备区域、抽采区域、回采区域，开拓区域超前准备区域，准备区域超前抽采区域，抽采区域超前回采区域。矿井瓦斯治理，防突措施必须坚持“区域措施先行、局部措施补充”的原则，四个区域均为瓦斯治理重点。为实现抽掘采平衡，开拓巷道要超出开采区（或生产区）1000m，底抽巷超过煤巷掘进头500m，采煤工作面抽采煤达标煤量不小于6各月。二、加强通风系统管理1、加快开拓、准备巷道施工，超前形成回风系统；2、按照防治煤与瓦斯突出规定的要求揭煤和突出煤层工作面要有独立回风系统，杜绝突出煤层串联通风，杜绝专用回风巷不专用，杜绝出现无风、微风，保证各采掘工作面正常供风；3、综采工作面两顺槽净断面不小于12m2；4、加强局部通风管理，防止因风筒超距、漏风、炮后风筒被崩坏、风筒被埋压导致瓦斯超限事故的发生；5、回采工作面积极推广沿空留巷和Y型通风方式，确保两条回采顺槽和回采工作面处于新鲜风流之中。6、矿井每年在安排生产计划前必须进行矿井通风能力的核定工作，保证矿井不超通风能力生产。7、矿井必须有完整的独立通风系统，改变矿井采区以上通风系统必须制定通风设计和专项安全技术措施，由煤矿企业技术负责人审批。8、生产矿井必须采用机械通风，必须安装2套同等能力的主要通风机，其中1套作为备用，备用主要通风机必须能在10min内启动。生产矿井现有的2套不同能力的主要通风机，在满足生产要求时，可继续使用。主要通风机必须设专职司机看管。每小时填写1次运行记录。主要通风机房必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表和直通矿调度室的电话。反风操作系统图、司机岗位责任制和操作规程应悬挂上墙。9、改变主要通风机的工况时，必须有煤矿企业技术负责人批准的安全技术措施。主要通风机必须在合理工况范围内运行。2台及其以上主要通风机联合运转的矿井，要制定相应的通风安全技术措施，报煤矿企业主要负责人审批。10、因检修、停电或其它原因停止主要通风机运转时，必须制定停风安全措施；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，工作人员先撤到进风巷道中，并立即向矿调度室汇报，由矿长或矿技术负责人决定全矿井是否停止生产、工作人员是否全部撤出。11、各煤矿企业要从供电系统、机电设备、日常管理方面加强管理，严禁主要通风机和局部通风机的无计划停电停风。主要通风机和局部通风机一旦出现无计划停风停电，必须按事故追查。12、生产矿井主要通风机及其附属装置必须具备反风功能，并每年进行一次反风演习，矿井反风演习报告报煤矿企业和当地煤矿安全监察机构备案。13、矿井必须严格执行测风制度，每10天进行一次全面测风。采掘工作面及其它用风地点应根据实际需要随时测风，测风站必须悬挂记录牌。通风部门应将测风报表报矿长和矿技术负责人。矿井测风报表应计算矿井有效风量率，矿井、采区及采掘工作面绝对瓦斯涌出量，矿井内、外部漏风率等。14、加强井巷维修，保持巷道设计断面，保证通风畅通和行人安全。15、没有形成负压通风系统的采煤工作面不得回采；严禁在独头巷道利用局部通风机通风回采；采煤工作面必须确保两个安全出口；严禁采煤工作面利用采空区通风（煤矿安全规程等有关法规有特殊规定的除外）。16、矿井必须构筑可靠的控制风流的风门、风墙、风窗，进回风井之间和主要进回巷之间的联络巷，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷，必须安设2道正向永久风门和2道反向风门。采区进回风巷之间的联络巷应砌筑永久性风墙，确需行人、通车的联络巷应设置永久风门，永久风门不得少于两道。非自动风门必须互相连锁。永久调节风窗的调节窗应在上部设置，调节板灵活可靠。带风窗的永久风门不得少于两道。永久密闭和临时密闭的质量要符合通风质量标准的要求。17、采煤工作面投产时，必须由矿总工程师组织有关部门对采煤工作面的通风、放火、防尘、监测监控等系统进行验收，不符合规定不准生产。第二节 瓦斯抽采及方法一、瓦斯抽采1. 矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量是指在煤田开发过程中能够向矿井排放瓦斯的煤层及围岩所赋存的瓦斯总量。根据煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008），其计算公式如下：WW1 + W2 + W3式中：W矿井瓦斯储量，万m3。W1可采煤层瓦斯储量总和，Mm3；W1A1iX1i。A1i每一可采煤层的煤炭储量，万t。X1i每一可采煤层的瓦斯含量，m3/t。W2采动影响范围内不可采邻近层的瓦斯储量总和，万m3。W2A2iX2iA2i可采煤层采动影响范围内每一不可采煤层的煤炭储量，万t。X2i可采煤层采动影响范围内每一不可采煤层瓦斯含量，m3/t。W3围岩瓦斯储量，万m3；W3K（W1 + W2）。K围岩瓦斯储量系数，一般取K=0.050.20。本矿井一采区含6上、6中、6下、7煤等可采煤层4层，基本6中煤层全区可采、7煤层大部可采、6上、6下煤层局部可采。2. 矿井瓦斯可抽量可抽瓦斯量系指矿井瓦斯储量中在目前的开采条件和技术水平下能被抽出来的瓦斯量。采用下式计算：WcWK式中：Wc矿井可抽瓦斯量，万m3。W矿井瓦斯储量，万m3。K可抽系数；K= K1K 2K 3。K1瓦斯涌出程度系数；K1= K 4（W0W残）/W0 。K2负压抽采时的抽采作用系数，K2=1.2。K 3矿井瓦斯抽采率（%）。预抽煤层瓦斯时，可取25%35%；抽采上下邻近层瓦斯时，可取35%45%。K4煤层瓦斯排放率（%）。W0煤层原始瓦斯含量，m3/t。W残运到地表煤的残余瓦斯含量，m3/t。根据各煤层的瓦斯含量、煤炭储量及可抽系数计算各煤层的可抽瓦斯量见表3-2-1。表3-2-1 矿井瓦斯储量及可开发量表煤层瓦斯含量（m3/t）地质储量（万t）瓦斯储量（万m3）可抽系数瓦斯可抽量（万m3）6上10.02812810.00.328 922.6 6中10.08211921359.50.303 6481.1 6下8.182612135.00.284 606.6 77.787665959.50.304 1813.4 围岩及不可采煤线3226.40.3967.7合 计3427.035490.410791.4二、抽采方法1. 瓦斯抽采系统矿井配备两套瓦斯抽放系统，其中一套为低负压抽放系统，共配用两台2BEC67-1BG3-280瓦斯抽放泵，其电机功率为500KW，其额定抽放流量为405m3/min；一套为高负压抽放系统，其每台瓦斯抽放泵的额定抽放流量为302m3/min，共配用两台2BEC62-1BG3-290瓦斯抽放泵，其电机功率分别为400KW。回风井筒布置瓦斯主管路，低负压抽放管路采用DN600、高负压管路采用DN400，工作面顺槽及底抽巷布置瓦斯支管，分别采用DN219、DN315抽放管。2.瓦斯抽采效果分析(1)、预抽消突指标及控制范围根据煤矿瓦斯抽采达标暂行规定，突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3m/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa（表压）以下。 (2)、预抽效果分析回采工作面的瓦斯预抽量按下式计算： q式中：q预抽期间平均瓦斯抽采量，m3/min；K邻近层和围岩瓦斯储量系数，K=1.2；L1工作面长度，m；L2工作面平均走向长度，m；M煤层平均厚度，m；煤的视密度；X煤层瓦斯含量，m3/t；瓦斯预抽率；t预抽时间，年。矿井在生产过程中，及时补充单孔瓦斯流量和百米钻孔瓦斯流量等瓦斯抽采参数，瓦斯预抽时间今后须视实际情况进行验证，并按煤矿安全规程（2010）、防治煤与瓦斯突出规定、煤矿瓦斯抽采指标（AQ1026-2006）的规定和要求验证达到消突效果后，方可进行掘进和回采。3. 瓦斯抽采方法(1) 瓦斯抽采方法选择原则结合本矿井的实际情况，瓦斯抽采方法按以下原则进行选择： 坚持“多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标”的瓦斯抽采原则。 坚持掘前预抽、采前预抽、卸压抽采、局部采空区抽采等综合抽采原则。 坚持“多钻孔、高负压、严封闭、长期抽”的原则。 根据本矿井煤层具有突出危险性、煤层透气性差、较难抽采的特点，瓦斯抽采宜高、低负压系统分开。 坚持试验、推广新技术、新工艺、新钻机、新钻具等将钻孔穿透工作面，消除抽采空白带。(2) 瓦斯