瓦斯综合防治规划.doc

2626磴槽煤矿瓦斯综合治理措施瓦 斯 综 合 治 理 规 划磴槽煤矿前 言磴槽煤矿位于登封市大金店镇磴槽行政村，北距登封市约20km，南距汝州市30km。郑州汝州公路从矿区西部通过，向西35km与焦枝铁路相接，向东85km与京广铁路相接，矿区附近柏油公路相互连接，交通条件较为便利。井田走向长3025米，倾斜宽1030米，井田面积2.5km2，开拓方式为斜井单水平上山开拓，走向长壁式炮落法采煤，主采山西组二1煤，煤种为贫煤，煤层倾角平均27，开采深度为500m，煤层走向近东西，向北倾斜，平均煤厚4.05米，瓦斯含量为21.79m3/t可燃质,瓦斯压力为1.73mpa,煤层透气性系数为0.0591，煤尘没有爆炸危险，煤层自燃发火倾向属三类，不易自燃。通风方法为抽出式，矿井通风方式为两翼对角式。东西两翼主要通风机均选用BD-II-6-NO18，实现了分区通风，井下不存在串联风，循环风，无风微风作业现象，东西两翼设有专用回风井（巷）。东区回风2983m3/min，负压1768Pa，等积孔1.89m2。西区回风1725 m3/min,负压1870pa，等积孔1.24m2，全矿井总风量4708 m3/min，有效风量率为86%。矿井通风系统稳定、设施完善可靠，矿井通风难易程度：中等。井田范围内有一落差为10m的张性断层，东区巷探实际揭露出一条西南东北向的落差为20m的逆断层，对采掘影响较大，整个井田自西向东有3条西南东北向东褶皱构造，煤层底板相对稳定，属于炭质泥岩，煤层顶板为泥岩、细砂岩，起伏变化较大，导致煤厚在0.5m-12.5m之间变化，属“三软不稳定”煤层。2007年被省煤炭工业局批复为“煤与瓦斯突出瓦斯矿井”。目 录第一章 组织领导5第二章 瓦斯基础管理6第三章 防止瓦斯积聚7第一节 通风系统管理7第二节 局部通风管理8第三节 防止局部瓦斯积聚10第四节 监测、监控12第五节 瓦斯检查15第六节 加强井下火源管理16第四章 防止瓦斯灾害扩大17第五章 瓦斯抽放18第六章 防治煤与瓦斯突出21第一节 区域性防突21第二节 局部防突22瓦斯综合治理规划根据当前煤矿的安全形势，瓦斯事故在煤矿事故中占的比例一直处于各类事故之首，为保证我矿安全生产顺利进行，结合我矿实际情况，依照上级煤炭行业有关煤矿安全生产的指示精神，认真贯彻执行“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的16字方针，杜绝瓦斯事故的发生，特编制磴槽煤矿瓦斯综合治理规划。第一章 组织领导一、成立瓦斯综合治理领导小组组长：郑光辉副组长：王铁仁 郑国宝 刘明建 申宏敏 张建中 成员：防突科、通风科、安全科、生产科、机电科、地测科、开拓科正副科长，调度室正副主任及各线副总。办公室设在安全科，高全治任办公室主任。设置人员机构：防突、抽放队：52人通风队：6人专检员：24人监测队：6人辅助救护队：16人二、瓦斯治理工作责任分工及要求矿长对全矿的瓦斯治理工作负全面责任。矿总工程师对瓦斯治理工作负技术责任，负责组织编制、审批有关瓦斯治理方面的设计和措施，并督促落实。总工程师决定的技术问题，其他行政副职不得更改。安全矿长对全矿的瓦斯治理工作负监督检查责任。生产矿长、机电矿长对分管工作中有关瓦斯治理工作贯彻实施负责。经营矿长负责瓦斯治理工作的人、财、物的全面及时供应。安全、生产、调度、机电、技术、地测、开拓科、各区队及全矿各单位都要把瓦斯治理工作当作一切工作的重中之重。作到全员重视瓦斯治理工作，真正作到瓦斯治理重担大家挑，人肩上有指标。第二章 瓦斯基础管理1998年10月21日，请焦作矿务局瓦斯研究所对磴槽煤矿+113水平的煤层瓦斯压力，煤层透气性系数，瓦斯散放初速度，吸附常数、煤的坚固性系数等瓦斯参数进行了测定，2006年7月，磴槽煤矿又请焦作煤业公司瓦斯研究所对磴槽煤矿的煤样进行了采样分析，测定各种瓦斯参数。2006年12月，2008年5月，曾先后两次对煤层的自燃倾向性和煤尘爆炸性进行了鉴定。2008年3月，磴槽煤矿请河南理工大学来矿进行了瓦斯地质编图（见瓦斯地质图），每年进行一次瓦斯等级鉴定。通过瓦斯参数测定，瓦斯地质编图，瓦斯等级鉴定，使我们掌握了一些矿井瓦斯基础参数。煤层瓦斯参数测定表 表1.1项目名称参数或指标平巷七八九十十一煤层开采深度（m）305354405480581瓦斯压力 p(MPa)0.821.081.51.731.8瓦斯含量 (m3/t燃)12.6514.6816.9821.7920.78瓦斯放散初速度p30.629232123煤的坚固性系数f0.170.160.130.210.11a（m3/t）32.092533.55734.0438.759729.4732b（mpa-1）0.864150.0790.50.52110.8831（m2/Mpa2d）0.05380.05910.0315（m3/m3Mpa0.5）19.5619.7820.315.88煤层突出危险性综合指标D0.844.6215.4814.0038.81煤层突出危险性综合指标K180 181 177 100 209 第三章 防止瓦斯积聚第一节 矿井通风系统管理措施实行分区通风，更换矿井主扇，增加矿井风量。矿井分成东西两个采区，分区通风，把原来的BDK8No19通风机改为BK-II-6-N0.18矿用防爆抽出式对旋轴流通风机，矿井风量增加1000m3/min。 扩大通风断面，减小通风阻力。对西风井其中300米进行扩大断面，由原来的3.5m2扩大到5.8m2减少了矿井风阻。当地区发生改变时，及时调整通风系统，调整主要通风机的风叶角度，寻找合适的风机工况点。按照设计给各个采掘工作面配备合适供风量，使配给的风量既能带走工作面涌出的瓦斯，又不致于造成煤尘飞扬。按照规程规定按时对主要通风机进行风机性能测定，对矿井通风阻力测定，进行矿井反风演习。按照质量标准化的规定，定期对全矿井的主要通风机、通风设施和反风设施，防爆门进行一次全面检查。对查出的问题及时整改，以提高矿井的有效风量率和灾害应变能力。第三节 局部通风管理掘进通风采用局扇压入式通风，一般情况下，煤巷掘进局扇型号2BKJ-215kw供风量为350 m3/min左右，岩巷和半煤岩巷掘进局扇采用BKJ-NO5，11KW风机，按照规程及局部通风系列化装备要求安装局部通风机，煤巷掘进实现三专两闭锁和双风机、双电源自动倒台。因条件限制不能实现三专供电时，都安装有选择性漏电保护的供电线路供电。10米风筒调节风门图3.1 压入式局部通风示意图局部通风的风筒选用阻燃抗静电风筒。临时停工不准停风；配备专人开风机，因停电、检修等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯，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，方可人工开启局部通风机。在正常掘进过程中，当风筒距离超过作业规程的规定时，及时接风筒，当风筒脱节时及时处理，避免无风微风作业。一、排放瓦斯安全技术瓦斯排放实行分级管理。临时停风，瓦斯浓度不超过3%的掘进头，由当班瓦斯检查员负责排放。瓦斯浓度超过3%的作业地点，其回风直接回到风巷，不影响其他采掘头面的由分区安全区长和瓦斯检查员负责排放；影响其他采掘头面的和对长期停风估算瓦斯浓度较高的巷道由安全科长带领矿辅助救护队员进行排放。所有排放瓦斯的地点，必须制定瓦斯排放安全技术措施，报矿总工程师批准后并传达到现场相关人员，方可排放。瓦斯排放前，必须切断排放地点及其回风流经过的巷道中的一切电源；并在风流经过的所有路口设置警戒；排放时，在全风压风流混合处悬挂便携式瓦斯报警仪，确保全风压混合处瓦斯浓度不超过1.5%，排放中，使用错口法或捆扎法，杜绝“一风吹”现象，严格坚持“撤人、断电、限量”的原则。排放瓦斯前，必须和调度室进行电话联系，及时掌握瓦斯浓度。排放过程中，调度室随时调度瓦斯排放情况，确保总回风巷瓦斯不超限。只有在排放巷道内瓦斯低于1%以下，且风机正常供风情况下，方可认为排放工作结束，可以恢复相关巷道的电源、撤除警戒，恢复正常作业。二、巷道贯通措施当贯通巷道相距20米时，被贯通巷道必须进行供风，且风筒距迎头距离不少于5米。被贯通巷道必须保持正常的瓦斯检查，每次在掘头放炮前，瓦斯检查员必须到被贯通地点检查瓦斯，在该处瓦斯不超限、警戒设好后，方可允许放炮作业。在巷道贯通后，必须按照贯通措施要求现场立即进行通风系统调整，确保形成全风压通风，防止瓦斯积聚。第四节 防止局部瓦斯积聚生产中容易积聚瓦斯的地点有：采煤工作面的上隅角，独头巷道的隅角，顶板冒落的空洞内，低风速巷道的顶板附近，停风的盲巷中。在这几方面采取的措施有：一、 采煤工作面上隅角瓦斯积聚的处理1. 当上隅角瓦斯积聚不多的情况下，具体处理方法是在其附近设置风障。如下图： 图3.2导风障法2、当上隅角瓦斯积聚较多用导风障法不能及时处理时可采用塑料风机配骨架风筒抽出，直接排放到总回风巷内如下图：图3.3塑料风机抽出法3.顶板附近瓦斯层状积聚的处理。加大巷道的平均风速，使瓦斯与空气充分的紊流混合，加大顶板附近的风速，在顶梁附近敷设有短管的压风管，将积聚的瓦斯吹散。4.顶板冒落孔洞内积存瓦斯的处理，当孔洞不大时用沙子或黄土充填，或用导风板，风筒分岔吹散，或用压风吹散。5. 盲巷管理措施在巷道布置时杜绝盲巷；回采工作面结束后一个月内必须封闭完毕；临时停风的巷道不得停风，长期停风的巷道瓦斯或二氧化碳浓度超过3%时，必须在24小时内封闭完毕；一旦出现盲巷 必须设置栅栏，悬挂警标，定期检查，并建立盲巷管理台帐，对盲巷的位置、时间、处理方法、瓦斯情况等记录清楚；盲巷需要恢复作业时，必须有救护队查明情况，需要排放瓦斯的必须制定专项排瓦斯措施。第五节 监测、监控一、 系统的升级改造磴槽煤矿于1994年11月安装了焦作工学院KJ93监测监控系统，其间逐步升级改造，一直使用至2007年底；并于2008年1月对监测监控系统再次进行升级改造，系统采用煤炭科学研究总院重庆分院生产的KJ90NA系统，至今为止系统运行一直稳定可靠。磴槽煤矿安装的KJ90NA系统监测符合AQ62012006煤矿安全监控系统通用技术要求和Q/MKC2562006标准及相关行业标准。我们按照安全规程在各个作业点设置（具体设置情况见监控系统网络图）了应具备的各类传感器，它们能够监测、显示瓦斯、风速、负压、一氧化碳、烟雾、温度、风门开关、设备开停等环境参数，实现了故障闭锁和报警、就地和异地超限断电、风电瓦斯电闭锁。系统主机双机热备份，工作主机工作时，备用主机接受并存储监控信息，实时监测工作主机的工作状态，一旦测到工作主机异常时，备用主机自动转入工作状态，并使原工作主机转入备用状态。二、监测、监控系统维护、保养及管理中心站软件操作人员应按照使用说明书和软件操作流程的要求操作系统软件。监控值班人员经常观察监测主机屏幕信息，发现分站和传感器有故障时，及时通知有关人员处理。不在监控机上做与监测本身无关的工作，拒绝其它软件或软盘的使用，以防病毒侵入。保证设备显示、打印、报警、存盘等各项功能的正常运行。维修人员经常下井检查分站、电源、传输电缆和传感器等设备，保证设备的完好。甲烷、一氧化碳、风速、温度、风门开关、烟雾等传感器应按规定要求定时调校，及时安装新增地点的监控设备，经常用光学瓦斯鉴定器、风表、便携式瓦斯报警仪等仪表校对数据，定期升井检修各类传感器，并用标准气样校验，以保证监测数据的准确可靠。磴槽煤矿监测系统设备台帐系统配置项目型号单位数量主要技术参数主机KJ90NA套1128台分站级设备 双机热备分站KJ90-F8台20040%CH4打印机HP5200L台22纸盒（A3；A4）不间断源UPS台3220VAC 3KVA 16.0A稳压电源SH-1791-V、IV台2输入220VAC 3KVA输出220VAC 3KVA避雷器KHX90台8两组输入、输出信号电缆PUYVRP米9000两线制21.5mm监测电缆ZRRV米28000四线制41 mm工作站电源KDF-3台20输入127VAC 或660VAC输出18VDC传感器配置瓦斯传感器KG9001C台30040%CH4 2001000Hz或KG9701CO传感器GTH500(B)台601000ppm 2001000 Hz负压传感器KGY4台305000Pa 2001000 Hz温度传感器KG9301台9545 2001000 Hz风速传感器KGF15台10015m 2001000 Hz风门开关传感器GFK40TF套150mA 5mA设备开停传感器KGT15台250mA 5mA远程控制开关KBG3K台12本安输入：DC1318V节点容量：127V 1.5A220V5A 660V 0.5A第六节 瓦斯检查截止目前为止磴槽煤矿工培训持证瓦斯检查员24人，能够满足采煤工作面和煤巷掘进工作面设置专职瓦斯检查员的要求。按规定执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，即采煤工作面每班至少检查3次瓦斯，煤巷掘进每班不少于7次检查瓦斯，每次检查结果除了填写记录、现场工人签字外，还必须通过该地点的电话向调度室值班人员汇报瓦斯。对于停止工作的采掘工作面每班至少检查一次瓦斯。抓好关键部位的瓦斯检查，如采煤工作面的上隅角，采空区边界，煤巷掘进，巷道冒落处，密闭墙附近，一旦发生瓦斯超限，要及时挂风障吹散。矿长、矿技术负责人、爆破工、班组长、跟班电工等下井都配备了便携式瓦斯报警仪，以便随时检查瓦斯情况，同时在各个临时作业地点（上隅角、放顶接口或维修点等）悬挂便携式瓦斯报警仪。发生瓦斯报警，就停止作业撤出人员，进行处理。第六节 加强井下火源管理坚持执行入井验身制度，严禁带烟火入井。井口房20m以内严禁有烟火，井下禁止拆卸矿灯。加强机电设备管理，磴槽煤矿设置了专职设备防爆员，入井前对设备进行防爆检查，杜绝失爆设备入井，经常入井对电器设备进行检查，发现设备失爆立即责令有关人员进行处理，确保电器设备的防爆性能。采掘工作面电器设备检修维护坚持执行包机、包片到人，严禁带电作业，杜绝不合格的电缆接头。坚持使用三大保护，各采掘工作面使用风动钻机代替煤电钻，同时坚持检修搬迁电器设备时都必须检查瓦斯。加强放炮工作管理，教育和监督放炮员，严格按规定装药、填泥，进行一炮三检。严禁一次装药分次放炮，严禁放糊炮。在突出煤层的掘进工作面必须设置专职瓦斯检查员。加强井下电焊管理，一般情况下不允许井下电气焊作业，特殊情况下必须制定专门措施，经矿总工程师批准后才能作业。为了避免撞击火花出现，在采煤工作面配备铜锤，铜钎子。加强对隔爆水棚、隔爆设施的管理，充分发挥其作用，以防止瓦斯煤尘爆炸事故的扩大，隔绝爆炸的传播。第四章 防止瓦斯爆炸事故扩大磴槽煤矿编制了年度预防和处理瓦斯爆炸事故计划，并认真进行了贯彻；各个采掘工作面都有独立的通风系统,实现了分区通风。主要通风机的出风井口，安装了防爆风门；在各个采掘工作面的进回风巷设置了隔爆水袋。每组风门都安装反向风门。第五章 瓦斯抽放一、瓦斯抽放系统磴槽煤矿地面瓦斯抽放泵站安装2BEC350型水环式瓦斯抽放真空泵，配备电机YB2-315S-4型，功率110KW，且达到了一备一用，其中主管路选用325mm无缝钢管1470米， 支管选用225螺旋管3830米，合计管路5300米。井下现有瓦斯抽放钻场32个，每个钻场钻孔数5-7个，呈扇形布置。井下管路上每根支管上全部安设放水器和测流、测压装置。二、采用的抽放方法根据2006年焦作煤业公司瓦斯研究所对我矿煤样的实验室测试，我矿的二1煤层的瓦斯含量为21.79m3/t可燃质,瓦斯压力为1.73mpa,煤层透气性为0.0591,按照煤层抽放瓦斯难易程度分级表,我矿矿井瓦斯为较难抽放级。为了达到预期抽放的效果，使抽放起到避免瓦斯大量涌向矿井、防止采空区瓦斯积聚的作用，我们计划在采煤工作面采用本煤层深孔高压注水，使煤体提前预裂，增加煤层的透气性，这样一方面起到了消突的作用，另一方面降低了瓦斯抽放难度。图4.1煤壁深孔注水、浅孔抽放示意图具体的实施方法是，在工作面的煤壁侧，沿倾斜方向每隔10m打一个深度大于10m的注水孔，先进行煤体注水，注水孔口压力控制在3-5mpa之间，直到有水从煤壁渗出为止。然后在注水孔中间每隔10m打一个深度为5m的抽放孔，进行抽放，当工作面推进时，将抽放封孔器拔出，放在采空区抽放。与此同时，我们还实施了工作面的上隅角埋管抽放，采空区高位抽放。通过一系列的措施，2301工作面原来800-900m3/min情况下，瓦斯还经常处于临界值的情况变为配备750m3/min，风量减小了，风速降低了，工作面煤尘小了，正常的生产条件下，瓦斯降到0.5-0.7%。 4.2埋管抽放示意图在煤巷掘进实行超前钻孔与抽放并举的措施，在底板岩巷布置钻场对掘进超前抽放，在掘进时，在掘进内实行浅孔抽放，同时实行挂耳抽放。4.3工作面高位抽放示意图第六章 防治煤与瓦斯突出第一节 区域性防突根据河南理工大学提供的瓦斯地质资料，+220以深区域的二1煤层均为突出危险区域。 磴槽煤井田范围内，距二1煤层下部的一3煤， 煤层平均厚度在0.8米左右，距二1煤层法线距离50米左右，该层煤在现开采水平以上无突出危险，可作为二1煤层的保护煤层进行开采。阶段运输大巷布置在L7灰岩中，一方面作为瓦斯预抽巷道，另一方面，作为采煤工作面形成后的进风运输大巷。具体做法是在九平巷以及下部的岩石阶段大巷中每隔20m布置一个钻场，打底板穿层钻孔，在一3煤开采过后，进行瓦斯预先抽放。5.1底板岩巷预抽示意图第二节 局部防突一、采煤工作面防突措施磴槽煤矿的77121、2301和77111工作面斜长在100-150m之间，采用了区域性预抽之后，实施工作面煤壁深孔注水，煤壁浅孔抽放，之后利用瓦斯涌出初速度法和钻屑指标法两种指标进行效果检验，当指标超过细则规定指标时，停止工作面的推进，继续进行注水和抽放，当两种指标均在临界值以下时才进行回采。二、掘进工作面的防突磴槽煤矿的掘进工作面采用瓦斯涌出初速度法进行涌出突出危险性预测，当瓦斯涌出初速度指标超过规定值，用风动防突钻机在掘进前方打20-30个释放钻孔，孔深大于10m，钻孔呈扇形布置，控制巷道轮廓线以外2-4m，同时封孔进行浅孔抽放并实施煤体注水，然后用瓦斯涌出初速度和钻屑指标法两种指标进行效果检验，检验孔布置在措施孔中间，只有在检验指标不超的情况下，才能掘进，每次效果检验3.5m，进1.5m,保持2m的超前距。措施孔10m，每循环进5m，保持5m的超前距。0.5m10.5m0.5m3.5m3542图5.2钻孔瓦斯涌出初速度法钻孔布置图1一煤层巷道；2一钻孔；3一封孔器4-通气胶管 5-测量气室三、石门揭煤措施根据揭煤地点的地质钻孔柱状图，预测揭煤地点距煤层的距离为10m时，打两个钻孔（如图5.3），探明煤层的赋存条件和石门与煤层的实际距离，掘进至距煤层垂距5m时，打两个穿透煤层的钻孔，钻孔打入煤层后，用岩芯管取煤样，测定煤层的瓦斯含量（X）、f值、p值以及a、b吸附常数。岩芯管取出煤样后，用水清洗钻孔，将粘液封孔测压仪装入钻孔进行测压。确定综合指标D和K，预测揭煤地点的突出危险性。B BA A422m5m10m1253、4BBAA11图5.3石门超前钻孔布置示意图如预测有突出危险