矿一通三防专项检查汇报材料.doc

一通三防汇报材料一、矿井概况我矿井田走向长2.05.5km，倾斜宽9.511.0km，面积约43.77km2。总资源储量3.73亿吨，可采储量1.64亿吨。为单一近水平发育的稳定型厚煤层，平均煤厚5.29m。井田构造与水文条件中等，矿井属低瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险性，煤层属不易自燃煤层。开采技术条件相对简单。矿井设计生产能力240万吨/年，服务年限49年。矿井设计为立井单水平盘区开拓，工业广场内设计主、副、风三个立井。目前矿井为两翼开采。矿井西翼布置有12011采煤工作面和西轨道运输大巷、西胶带运输大巷、12041轨道顺槽、12041切眼、12031风眼7个掘进工作面。东翼布置有11031采煤工作面、11071备用工作面和11031回撤巷、11071改造巷、11111切眼、11111轨道顺槽4个掘进工作面。2、 通风系统1、 矿井通风系统矿井通风方法为抽出式，通风方式为中央并列式，主、副井进风，中央风井回风。矿井中央风井安设2台上海鼓风机厂生产的GAF26.6-14-1轴流式主要通风机，2008年11月投入运行。2008年12月矿井主要通风机系统性能经河南理工大学矿用安全产品检验中心检验，鉴定结果：合格。目前，矿井主要通风机运行角度15、37Hz，矿井总回风量11379m3/min，风机工作风量11512 m3/min，矿井有效风量10158 m3/min，有效风量率88.2%，矿井绝对瓦斯涌出量22.76m3/min，矿井相对瓦斯涌出量2.62m3/t，矿井通风阻力为2040Pa，矿井等积孔5.04m2。2008年12月由河南理工大学对矿井通风系统进行了通风阻力测定，测定期间矿井总阻力为1436.18Pa，矿井通风阻力分布比例为进风段14.80%，用风段61.35%，回风段23.85%，矿井进、用、回三段阻力分布状况合理，满足矿井安全生产需要。矿井所有通风巷道按规程规定的供风条件为井下各地点配风，按矿井和采面实际风量核定产量。不存在无风或微风作业等行为。矿井主要进回巷之间的联络巷及采掘工作面回风巷的进风侧全部建筑了两道坚固的正反向风门，回风巷道内未安设任何调控风设施。每月对采区回风巷、采掘工作面回风巷道及矿井总回风进行一次全面检查，对检查出的问题立即制定出整改方案和措施，按照“五定”的原则限期进行整改，并由安检科落实整改情况，确保按期处理结束。通风系统合理、稳定、可靠。2、 各盘区通风系统矿井东西两翼实行了分区通风，生产采区进、回风巷贯穿整个采区，不存在一段为进风巷、一段为回风巷的现象。回采工作面通风方式为U型通风，供风量满足实际生产需要，杜绝了瓦斯超限作业，保证了矿井安全生产。矿井东翼经东胶带大巷、东轨道大巷工作面进、回风巷东翼回风大巷东翼辅助回风巷中央风井。矿井西翼经西轨道大巷、西胶带大巷西二盘区胶带巷工作面进、回风巷西二轨道巷西翼回风巷总回风巷中央风井。采煤工作面通风流程如下：11031采煤工作面通风流程：副井东翼轨道大巷11031工作面上顺槽11031工作面11031工作面下顺槽东翼回风大巷辅助回风大巷中央风井。11071采煤工作面通风流程：副井东翼轨道大巷11071工作面下顺槽11071工作面11071工作面上顺槽东翼回风大巷辅助回风大巷中央风井。12011采煤工作面通风流程：副井西翼调车线西二胶带巷12011上顺槽12011工作面12011下顺槽西二盘区轨道西翼回风大巷中央风井。3、 矿井风量分配矿井东翼进风量4524，回风量4683 m3/min，有效风量3951 m3/min；西翼进风量5555 m3/min，西翼回风量6027 m3/min，有效风量5503 m3/min；其他硐室风量704m3/min序号东翼主要供风地点风量(m3/min)西翼主要供风地点风量(m3/min)111031工作面90812011工作面1709211071工作面94612041切眼572311111轨道顺槽35512041轨道顺槽581411111胶带顺槽442西胶带大巷569511131轨回段331西轨道大巷574611031回撤通道446西二轨道正前139711071配采巷338西轨瓦斯抽放泵站1048东一变电所123西二变电所1159东二变电所112-620泵房14210东三变电所116西二避难硐室1073、 安全监控系统目前我矿矿井安全监控系统使用北京鑫源九鼎科技有限公司生产的KJ209N安全监控系统。2007年6月投入运行，并实现了区域联网。目前矿井安装分站29台（井下27台，地面2台），甲烷传感器71台、风速11台、温度12台、一氧化碳17台、烟雾17台、负压4台、馈电21台、开停26台、风筒11台、风门开关66台，各类传感器合计280台，覆盖全井下及地面主要通风机房、地面煤仓。该系统自投入运行以来多次出现问题，其中以下问题至今仍无法解决：后备电源无法达到规定要求；监控探头无原因瞬间冒高值又恢复正常；烟雾传感器在无烟情况下显示有烟；出现经高浓瓦斯冲击后不能自动恢复正常显示值；异地断电延时时间长等。我矿已向焦煤集团申报了更换安全监控系统的请示，并与2011年6月下旬通过招标，预计七月中旬将更换监控系统。4、 瓦斯抽采系统1、地面瓦斯抽放系统地面抽采系统设计安装4台2BEC72型瓦斯抽放泵。泵流量为505m3/min；抽放泵工作绝压55KPa（要求抽放绝压为35KPa时，泵流量仍不低于490m3/min）；转速270r/min；配套电机功率630kW。正常工作时，2台工作，2台备用。地面抽采系统已完成初步设计，瓦斯抽采泵和瓦斯抽采钻孔招投标已完成，下一步进入施工阶段，预计2012年4月份完成。2、井下瓦斯抽采系统我矿井下安装两套抽采泵站，分别为风井底抽采泵站和西轨道抽采泵站。每个泵站各安装2台2BE1-303型井下移动式水环真空泵，1台工作，1台备用，单泵最大抽气量为60m3/min。抽放泵配防爆电动机，功率90kW，电压660V。抽放泵进气侧设：防爆、防回火装置，放水器、压力、流量、浓度测定装置等附属装置。抽放硐室内的电气设备和仪表，均采用矿用防爆型。现有抽放管路总长4380m,其中350mm主管路930m，325mm支管2400m，300mm支管路1050m，160mm辅助支管路920m。在抽地区12041胶带顺槽、12041回撤巷、12041轨道顺槽三处，在抽钻孔518个，总长51420米，其中12041胶带顺槽在抽钻孔405个，钻孔总长37666米,12041回撤巷73个，钻孔总长10742米，12041轨道顺槽钻孔40个，钻孔总长3012米。井底移动抽放泵站2010年12月安装并运行。安装2台2BE1-303水环式真空泵，1台工作，1台备用，最大抽气量为60m3/min。从瓦斯抽放泵站铺设一趟直径为350mm干管长2740m，服务西二盘区12041轨道顺槽、12041回撤巷，在抽钻孔113个，总孔深13742m，抽采负压28-32Kpa,瓦斯抽采浓度为6-10。西翼轨道抽放泵站2011年4月运行，安装2台2BE1-303水环式真空泵，1台工作，1台备用，最大抽气量为60m3/min。从瓦斯抽放泵站铺设一趟直径为325mm干管长1940m，移动抽采系统主要服务西二盘区12041胶带顺槽，在抽钻孔405个，总孔深37666m，抽采负压38-45Kpa,瓦斯抽采浓度为8-10。目前抽放瓦斯混量累计150772307.7 m3，纯量累计980200 m3，其中日抽放量混累达到130547.7 m3，纯量日抽放量最高达到8485.40 m3。抽放瓦斯监测监控系统，接入全矿井安全监测监控系统，作为其中的可独立工作的子系统。抽放瓦斯监测监控参数，按照现行煤矿安全规程煤矿瓦斯抽放规范的要求确定，有抽放系统管道内的瓦斯浓度、流量、压力、一氧化碳、泵机出口压力、泵机入口负压、泵房内泄漏瓦斯浓度以及泵机的温度等参数监测。抽放管路出口处采取安全措施：在瓦斯排放管路出口的上风侧外推5m处设置栅栏，上下风侧间距35m处设置栅栏，并在两栅栏处分别设警戒牌，两栅栏间禁止人员通行和进行任何作业。在两栅栏外5m以内设瓦斯监测传感器，监测该段巷道内瓦斯浓度，超限时自动报警并按煤矿安全规程有关规定进行处理。根据AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范的规定，井下移动瓦斯抽放泵站采用“三专”供电，双电源引自井下采区变电所，其中一回工作，一回备用，电压660V。 五、矿井瓦斯防治（一）瓦斯基础参数矿井属低瓦斯矿井， 煤层瓦斯呈现东北部低、西南部高，浅部低、深部高的规律，一般在褶皱轴部、断层等构造影响范围瓦斯含量较大，在开放性断层附近瓦斯含量较低。西二盘区共实测煤层瓦斯含量点27个，其中原始瓦斯含量21个，含量6.0417m3/t，平均为11.52 m3/t ，残存瓦斯含量6个，含量6.587.25 m3/t，平均为6.915 m3/t。西二盘区煤层瓦斯基本参数实测及参考值如下：煤层原始瓦斯压力 0.22MPa(实测值)煤层平均瓦斯含量 11.52 m3/t平均残存瓦斯含量 6.915 m3/t煤的孔隙体积 0.0461m3/t煤对瓦斯吸附常数 a=39.970448.48 m3/tb=0.490.7236 MPa-1（二）区域“四位一体”防突措施1、区域预测区域预测工作由总工程师批准，预测结果用于指导工作面的设计和采掘生产作业。西二盘区进行区域预测时，应当符合下列要求：（1）预测主要依据的煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数为井下实测数据。（2）测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数的测试点在不同地质单元内根据其范围、地质复杂程度等实际情况和条件分别布置；同一地质单元内沿煤层走向布置测试点不少于2个，沿倾向不少于3个，并有测试点位于埋深最大的开拓工程部位。（3）区域预测新方法的研究试验由具有突出危险性鉴定资质的单位进行，并在试验前由总工程师批准。2、区域综合防突措施我矿采取的区域防突措施有：地面井预抽煤层瓦斯，穿钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯，预抽回采区域煤层瓦斯，预抽煤巷条带煤层瓦斯。（1）西二盘区下段，采取地面井预抽煤层瓦斯区域防突措施，同时配合顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施。地面井预抽煤层瓦斯区域防突措施实施方案已定，正在进入实施阶段。（2）西二盘区轨道、胶带、回风三条大巷延伸，先施工煤层顶板回风大巷，利用回风大巷采取穿钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施，施工轨道、胶带大巷。（下一步实施）（3）在采煤工作面上、下巷布置双排斜交钻孔预抽回采区域煤层瓦斯，上、下巷钻孔深度交叉10m，孔间距13m，孔径89mm。（4） 在掘进工作面和两帮钻场向前方施工抽采钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯，掘进工作面布置6个钻孔，与巷道中线平行，每个钻场布置10个钻孔，孔深120m，孔径89mm，控制巷道轮廓线以外15m。3、区域措施效果检验采用预抽煤层瓦斯区域防突措施，以预抽区域的残余瓦斯含量为主要指标进行措施效果检验。（1）在采用残余瓦斯含量指标对穿层钻孔、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，必须依据实际的直接测定值。对顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，可采用直接测定值或根据预抽前的瓦斯含量及抽、排瓦斯量等参数间接计算的残余瓦斯含量值。（2）对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，执行下列规定：a对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验，当实测残余瓦斯含量小于8m3/t时预抽区域为无突出危险区；否则，有突出危险，预抽防突效果无效。b检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。c若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突效果无效时，则此检验测试点周围半径100m内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区。(3)采用直接测定残余瓦斯含量进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，按下列要求执行：a顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的区段宽度（两侧回采巷道间距加回采巷道外侧控制范围）未超过120m，以及对预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时工作面长度未超过120m，则沿回采工作面推进方向每间隔3050m布置1个检验测试点；若预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的区段宽度或预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的采煤工作面长度大于120m时，则在回采工作面推进方向每隔3050m布置2个检验测试点。b对穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔3050m至少布置1个检验测试点。c对顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔2030m至少布置1个检验测试点，且每个检验区域不得少于3个检验测试点。d各检验测试点应布置于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。在地质构造复杂区域适当增加检验测试点。(4)采用间接计算的残余瓦斯含量进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应当符合下列要求：a当预抽区域内钻孔的间距和预抽时间差别较大时，根据孔间距和预抽时间划分评价单元分别计算检验指标。b若预抽钻孔控制边缘外侧为未采动煤体，在计算检验指标时根据不同煤层的透气性及钻孔在不同预抽时间的影响范围等情况，在钻孔控制范围边缘外适当扩大评价计算区域的煤层范围。但检验结果仅适用于预抽钻孔控制范围。4、区域验证1、在煤巷掘进工作面采用三参数指标法进行区域验证。施工3个直径42mm、孔深810m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸量h2、钻孔瓦斯涌出初速度q和钻屑量指标S。钻孔应当尽量布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他2个钻孔开孔口靠近巷道两帮0.5m处，终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外24m处。如果实测得到的指标q5L/min、S6kg/m、h2200pa，区域验证为无突出危险。否则区域验证为有突出危险，或者在施工超前钻孔期间发现突出预兆，则该区域以后的采掘作业均应当执行局部综合防突措施。表6-1 三参数临界值参考钻屑瓦斯解吸量h2 （Pa）瓦斯涌出初速度q(L/min)钻屑量S（kg/m）工作面突出危险性20056无危险除上述情况以外的其他情况有危险2、对采煤工作面区域验证，采用复合指标法进行工作面的突出危险性预测。沿采煤工作面每隔1015m布置一个预测钻孔，深度510m。如果实测得到的指标q5L/min、S6kg/m（或S5.4L/m），区域验证为无突出危险。否则区域验证为有突出危险，则该区域以后的采煤工作面作业均应当执行局部综合防突措施。3、对无突出危险区进行区域验证时，按照下列要求进行：（1）在工作面进入该区域时，立即连续进行至少2次区域验证。（2）工作面每推进1050m至少进行2次区域验证。（3）在煤巷掘进工作面至少打1个超前距不小于10m的超前钻孔或者采取超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆。4、当区域验证为无突出危险时，采取安全防护措施后进行采掘作业。但若为采掘工作面在该区域进行的首次区域验证时，采掘前保留足够的突出预测超前距。（三）局部“四位一体”防突措施1、局部综合防突措施基本程序和要求（1）严格执行工作面突出危险性预测、工作面防突措施、工作面措施效果检验和安全防护措施“四位一体”的局部综合防突措施。（2）采取工作面防突措施，并进行措施效果检验。经检验证实措施有效后，即判定为无突出危险工作面；当措施无效时，仍为突出危险工作面，采取补充防突措施，并再次进行措施效果检验，直到措施有效。无突出危险工作面在采取安全防护措施并保留足够的突出预测超前距或防突措施超前距的条件下进行采掘作业。煤巷掘进和回采工作面保留不小于2m的预测超前距。工作面保留的最小防突措施超前距为：煤巷掘进工作面5m，回采工作面3m；在地质构造破坏严重地带适当增加超前距，但煤巷掘进工作面不小于7m，回采工作面不小于5m。（3）在实施局部综合防突措施的煤巷掘进工作面和回采工作面，若预测指标为无突出危险，则只有当上一循环的预测指标也是无突出危险时，方可确定为无突出危险工作面，并在采取安全防护措施、保留足够的预测超前距的条件下进行采掘作业；否则，仍要执行一次工作面防突措施和措施效果检验。（4）每个煤巷掘进工作面和采煤工作面及时编制工作面专项防突设计，报矿总工程师批准。2、突出危险性预测采用三参数指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性。方法同区域验证。如果实测得到的所有指标q5L/min、S6kg/m、，h2=200Pa且未发现其他异常情况时，该工作面可预测为无突出危险工作面；否则，判定为突出危险工作面。3、防突措施（1）石门、斜井揭煤工作面的防突措施包括预抽瓦斯、排放钻孔、水力冲孔等措施。根据工作面岩层情况，实施工作面防突措施时要求揭煤工作面与突出煤层间的最小法向距离为：预抽瓦斯、排放钻孔及水力冲孔均为5m。在石门和斜井揭煤工作面采用预抽瓦斯、排放钻孔防突措施时，钻孔直径一般为75120mm。石门揭煤工作面钻孔的控制范围是：石门的两侧和上部轮廓线外至少5m，下部至少3m。(2）煤巷掘进工作面选用超前钻孔防突措施。煤巷掘进工作面在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施设计要求实施时，打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用直径为4275mm的钻孔排放瓦斯。若煤巷掘进工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层，按石门揭煤的措施执行。(3)煤巷掘进工作面采用超前钻孔作为工作面防突措施时，符合下列要求：a巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围：缓倾斜煤层5m，倾斜煤层上帮7m、下帮3m。当煤层厚度大于巷道高度时，在垂直煤层方向上的巷道上部煤层控制范围不小于7m，巷道下部煤层控制范围不小于3m；b钻孔在控制范围内均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。预抽钻孔或超前排放钻孔的孔数、孔底间距等根据钻孔的有效抽放或排放半径确定；c钻孔直径根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定，一般为75120mm，地质条件变化剧烈地带采用直径4275mm的钻孔。若钻孔直径超过120mm时，采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施；d煤层赋存状态发生变化时，及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数；e钻孔施工前，加强工作面支护，打好迎面支架，裱褙好工作面煤壁。(4)采煤工作面可采用的工作面防突措施有超前排放钻孔、预抽瓦斯、注水湿润煤体等防突措施。(5)采煤工作面采用超前排放钻孔和预抽瓦斯作为工作面防突措施时，钻孔直径一般为75120mm，钻孔在控制范围内均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。(6)采煤工作面浅孔注水湿润煤体措施注水孔间距根据实际情况确定，孔深不小于4m，向煤体注水压力不低于8MPa。当发现水由煤壁或相邻注水钻孔中流出时，即可停止注水。4、工作面措施效果检验（1）工作面防突措施效果检验包括两部分内容：a检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规章、标准等，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等（包括喷孔、卡钻等），作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、判断；b各检验指标的测定情况及主要数据。（2）煤巷掘进工作面执行防突措施后，选择三参数指标法进行措施效果检验。检验孔不少于3个，深度小于或等于防突措施钻孔。如果煤巷掘进工作面措施效果检验指标均小于指标临界值，且未发现其他异常情况，则措施有效；否则，判定为措施无效。当检验措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔投影孔深相等，则在留足防突措施超前距5m并采取安全防护措施的条件下掘进。当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，则在留足防突措施超前距5m并同时保留有至少2m检验孔投影孔深超前距的条件下，采取安全防护措施后实施掘进作业。（3）对采煤工作面防突措施效果的检验参照采煤工作面突出危险性预测的方法和指标实施。但应沿采煤工作面每隔1015m布置一个检验钻孔，深度小于或等于防突措施钻孔。如果采煤工作面检验指标均小于指标临界值，且未发现其他异常情况，则措施有效；否则，判定为措施无效。当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔深度相等，则在留足防突措施超前距3m并采取安全防护措施的条件下回采。当检验孔的深度小于防突措施钻孔时，则在留足防突措施超前距3m并同时保留有2m检验孔超前距的条件下，采取安全防护措施后实施回采作业。（四）安全防护1.盘区设有盘区避难所。避难所应当符合下列要求：（1）避难所设置向外开启的隔离门，隔离门设置标准按照反向风门标准安设。室内净高不低于2m，深度满足扩散通风的要求，长度和宽度应根据可能同时避难的人数确定，但至少能满足15人避难，且每人使用面积不得少于0.5m。避难所内支护保持良好，并设有与矿调度室直通电话；（2）避难所内放置足量饮用水、安安设供给空气的设施，每人供风量不少于0.3m/min。使用压缩空气供风时，设有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴；（3）避难所内应根据设计的最多避难人数配备足够数量的隔离式自救器。2.在煤巷掘进工作面进风侧，设置2道牢固可靠的反向风门。风门之间的距离不小于4m。反向风门距工作面回风巷不小于10m，与工作面的最近距离不小于70m，如小于70m时设置3道反向风门。3.采取远距离爆破安全防护措施。煤巷掘进工作面采用远距离爆破时，放炮地点必须设在进风侧反向风门之外的全负压通风的新鲜风流中或避难所内，爆破地点距工作面的距离不小于300m；采煤工作面爆破地点到工作面的距离不小于100m。远距离爆破时，回风系统停电、撤人。爆破后进入工作面检查的时间不少于30min。4.采掘工作面设置避难所。掘进工作面施工超过500m时，建立避难硐室，工作面避难硐室能够满足工作面最多作业人数时的避难要求。5.压风自救系统。压风自救系统符合下列要求：（1）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；（2）在以下每个地点设置一组压风自救装置：a巷道内每隔50m。b距掘进工作面迎头2540m的巷道内，并满足当班工作人员的最多人数使用。c起爆地点。d撤离人员与警戒人员所在的位置及有定点工作人员的地点。e风门以里的绞车房、中转车场、硐室。（3）每组压风自救装置应可供58个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。6、隔爆水棚掘进巷道内，按规定安设隔爆水棚，隔爆水棚要求如下：（1）隔爆设施采用集中式水袋棚，集中式水袋棚的水量按巷道断面面积计算，不小于200L/m2。（2）集中式水棚排间距为1.23m，各水袋之间的间隙不大于1.2 m。水袋与巷壁、支架、顶板、构筑物之间的距离不小于0.1m。水袋距离巷道轨面不低于1.8m，水棚保持同一高度。（3）水袋棚派有专人管理，经常检查和维护，发现损坏、缺水等，及时更换或加水，并随掘进工作面向前移设（距掘进工作面迎头60200m）。六、区域瓦斯完成情况截止2011年6月份，赵固一矿计划投入区域治理资金2708.88万元，实际投入2940万元，完成投资计划133%，具体如下：1、治理工程：煤巷工程量计划180m，实际完成211.9m，超额完成31.9m，完成计划的118%。2、抽采钻孔：计划29100m，实际完成55855m，超额完成26755m，完成计划的191.94%。3、封孔材料：计划291套，实际完成591套，超额完成300套，完成计划的203.09%。4、通风系统改造：计划工程量500m，实际完成730m，超额完成230m，完成计划的146%。6、瓦斯抽采量计划52万m3，实际完成104.78万m3，超额完成52.78万m3，完成计划的201.5%。七、一通三防管理工作我矿始终将“一通三防”放在安全生产工作首要地位，首先了成立了一通三防工作领导小组，制订了通防职责和岗位责任制，形成了主要领导亲自抓“一通三防”及瓦斯治理，矿长和总工程师分管抓通防日常管理工作；矿长是矿井通防工作的第一责任者，完善了矿井通防工作领导、指挥和决策体系。矿井设立了通防科，具体负责通防业务管理及瓦斯治理工作，在辅助服务功能的基础上，增加了“一通三防”监管职能，实现了管理组织的日常化和规范化，使“一通三防”决策层和管理层更加贴近执行层、操作层。每月对通防工作进展情况进行综合考核，并与薪酬工资挂钩，奖优罚劣。我矿高度重视瓦斯治理工作，认真贯彻执行国家煤矿瓦斯治理方针，以制度建设为保障、以装备升级为手段、以现场管理为重点、以技术创新为突破，逐步建立责任明确、制度健全、执行有力、监督严格完善的瓦斯防治综合工作体系。 （一）加强以“一通三防”为重点的安全基础管理工作。“一通三防”是煤矿安全管理的重中之重，我矿严格按照有关要求，加强“一通三防”安全基础管理，认真组织矿井通风系统可靠性评估，现正逐步完善通风设施，实施矿井通风系统改造，降低通风阻力，实现分区通风。保障通风系统稳定可靠，提高矿井防灾抗灾能力。认真落实通风、瓦斯管理各项规章制度，提升矿井“一通三防”管理水平。 （二）着力改善“一通三防”的安全装备。为积极推广先进的“一通三防”安全管理理念，从源头上预防瓦斯事故，实现本质安全型矿井。一是矿井全面安装实施了“双风机、双电源”，并实现自动切换，杜绝无计划停风和微风、无风作业，防止瓦斯积聚，提高了局部通风的可靠性。根据(AQ1029-2007)煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范的规定，确保达到装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速的要求。监控中心室合并到调度室，配备了监控系统值班员，实现了对井上下所有关键、要害地点实时监测、监控，并实现了联网。 （三）强化了矿井“一通三防”技术管理。严格按照煤矿井工开采通风技术条件 （AQ1028-2006）的标准，建立系统合理、设施完好、风量充足、风流稳定的通风系统，通过对矿井东翼采煤工作面风量的调节、矿井风门、风墙的合理构筑和管理，合理分配矿井各用风地点的风量，杜绝不合理的串联通风、扩散通风、老塘通风现象现象。同时加强瓦斯检查，配备齐全专职瓦斯检查工，定期对检测瓦斯检测仪器，杜绝瓦斯超限作业。（四）加强“一通三防”知识培训。提高员工安全意识和“一通三防”知识是预防瓦斯事故的根本途经。一是按照年初全员“一通三防”知识培训计划，做到员工熟练掌握瓦斯性质、瓦斯爆炸条件及预防等基本知识，提高人员素质和通风瓦斯管理水平及安全意识；二是组织有关人员赴“一通三防”管理先进单位进行参观学习，以提高通防工作整体水平。 （五）加强矿井粉尘防治工作。一是矿井建立了完善的防尘供水系统，安设了风流净化水幕、喷雾装置，完善综合防尘措施、预防和隔绝煤尘爆炸措施及管理制度；二是按规定进行喷雾洒水综合降尘、降低粉尘浓度，改善工作环境；三是定期进行粉尘浓度测定，为有效治理粉尘提供了可靠的依据。 （六）瓦斯治理“十六字”工作体系建设情况。我矿严格按照各级有关文件要求和矿井计划目标，结合矿井实际制定了矿井“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合治理工作体系具体的实施意见，明确指导思想、工作目标和具体措施，确保矿井瓦斯治理“十六字”工作体系建设的稳步开展。 1、系统抓、抓系统通防科负责“一通三防”专业工作。月底将本月所查出的隐患，根据有关规定，对各区队进行打分。由安监科统一整理后，对各区队进行考核。2、双基每周组织一次专业检查，每月召开两次隐患排查会。将检查与排查出的隐患按“五定”原则进行整改、落实。重大隐患填写在重大隐患登记台账上，并跟踪落实、挂牌管理。月底将所查出的问题对照有关标准进行考核。3、各类考核情况“一通三防”专业通过系统抓、抓系统考核，质量标准化考核，区域瓦斯治理考核，技术管理考核。有效的促进了工作的开展，保障了矿井安全生产。八、工作亮点（一）四趟抽放管路的帅先应用工作面瓦斯抽采方面我矿实现了四趟抽采管路联合抽采的先进抽采系统，采用了上趟325mm下趟160mm的管路布置形式，按照焦煤集团要求进行了双排钻孔施工，并及时连抽。设计每3-5个孔成一组，用双排50mm管连接，上排抽放，下排排水，两排管路均与160mm管路连接，形成了四趟抽采管路联合抽采技术。（二）全自动负压自动放水器使用我矿煤层裂隙发育，煤层含水量较大，为了保证管路积水的及时排放，提高瓦斯抽采效果，我矿在采取四趟抽采管路联合抽采的前提下，及时引进先进的全负压自动排渣放水器20余台，代替人工放水器，解决了以往人工放水间隔时间长，不能定时定量的及时放水等问题，保证了管路积水的及时排放，提高了瓦斯抽采效果。（三）钻孔施工采用双排交叉布孔为消除高产高效工作面回采期间瓦斯问题，减少风排瓦斯压力，保证安全高效，矿加大了钻孔密度，按双排孔布置，上排钻孔与巷道垂直，下排钻孔与巷道中线成75度夹角，形成交叉布孔，减少了钻孔空白带的出现，保证了工作面的瓦斯抽采量，对一次采全高工作面提供了安全保证。（四）钻机的技术改造针对ZDY4000S钻机前部不能升降的问题，及时对抽采钻机进行改造。钻机升降、拆卸、移动更加方便，提高了打钻效率，降低了劳动强度。（五）钻孔封孔段注浆我矿煤体较脆，受综掘影响，巷道煤壁裂隙较多，钻孔封孔段周边漏气严重，抽放效果一直不佳，抽放浓度低，且抽放负压上不去。为了保证钻孔封孔段的气密性，我科室在封孔技术上进行了革新，由前期的聚氨酯封孔换为目前先进的合成树脂封孔工艺，采用全封孔段封孔，并及时进行了封孔段注浆二次封孔，通过波雷音、石膏粉等注浆技术保证钻孔封孔段得气密性，解决了钻孔封孔段漏气现象的发生，提高了封孔质量和钻孔抽采效果。（六）西二盘区通风系统优化改造我矿为低瓦斯矿井，西二盘区设计两条大巷，西二胶带兼作进风巷，西二轨道兼作回风巷。12011工作面掘进及回采、12041工作面的掘进期间瓦斯涌出量逐渐增加，为确保矿井安全，我矿对西二盘区通风系统进行了改造，补掘西二盘区专用回风巷。通风系统改造共分三个阶段，前期：西二盘区专用回风巷与12041胶带顺槽回风眼贯通，实现12041胶带顺槽独立通风；中期：西二盘区专用回风巷与12041轨道顺槽回风眼贯通，实现12041轨道顺槽独立的回风系统；后期:12011工作面回采结束，实现西二盘区专用回风系统，即：西二轨道大巷和西二胶带大巷进风，西二盘区专用回风巷回风，形成“两进一回”的通风系统。项目实施后效果：优化了通风系统，减小了通风阻力，提高了矿井通风系统的可靠性与抗灾能力。（七）平衡无压风门的应用矿井通风构筑物是矿井通风系统中的风流调控设施，用以保证风流按生产需要的线路流动，引导风流、隔断风流和调节风量的装置；而风门是在不允许风流通过，但需要行车或行人的巷道内必须设置的通风设施。在主要进回风巷间由于两道风门之间风压比较大，风门开启往往费力费时，关闭时速度快，曾经发生过撞伤人员事故，既不安全，又影响生产。通过压力平衡风门应用，将传统的单扇风门变成双扇风门，打开风门时，作用在两扇风门上的作用力大小相等，方向相反，所以开关非常轻松省力。项目实施后效果：风门开启快速、用力小，关闭平稳，安全可靠；通车、行人方便，且美观实用，也解决了大型设备过过通风设施造成通风系统不稳定的难题。（八）风门联锁装置改造目前在大多数矿井井下普通风门联锁装置设计上,都采用了滑轮原理,利用一根钢丝绳、滑轮组和配重桶来实现风门之间的机械联锁。然而该装置风门开关时反向风门与钢丝绳相互干扰,造成磨损和拉伸变形,钢丝绳一旦磨损折断,就必须全部进行更换,造成材料浪费,且闭锁装置维修更换频繁。经过改造后风门拉绳不再穿过墙体，而是直接连接在风门上，减少了拉绳磨损，降低了摩擦阻力，使风门开启容易关闭自动；并且拉绳改在下面避免了与反向风门的摩擦降低了因此造成的损耗。项目实施后效果：经过改造后的新风门联锁装置结构简单适用，设计美观，制作安装维修容易，经济耐用。使风门的开关更加灵活可靠，降低了材料损耗和维护工作量。（九）风、水引射器在工作面下隅角的应用回采工作面推进过程中，瓦斯不断从煤层中解析涌出。全部跨落法管理顶板使采空区存在通风不良的空间，易积聚高浓度瓦斯。工作面下隅角瓦斯管理多数矿井采用风障导风，易导致下隅角附近支护、回柱，放顶，行人等受到很大的影响，操作难度大，增大了工人的工作量，且受多种条件的制约，使用效果不可靠。使用风、水引射器后，利用高压水、风作为动力，能及时排除工作面下隅角积聚瓦斯。项目实施后效果：解决了回采工作面下隅角瓦斯积聚造成的瓦斯浓度超限影响安全生产的问题，大大降低了工人的操作难度和工作量。（十）255kw大功率局部通风机的推广应用大断面、长距离、高瓦斯掘进工作面开拓掘进由于受巷道地质条件及日常维护管理难度大等限制，常采用230kw以下小功率局部通风机或两台230kw同时向工作面供风，易受供电和日常维护效果影响，造成掘进工作面有效风量小，风量不足，环境恶