皖北煤电集团公司任楼煤矿.doc

附件2：皖北煤电集团公司任楼煤矿20062010年瓦斯治理与利用规划皖北煤电集团有限责任公司皖北煤电集团公司任楼煤矿煤炭科学研究总院重庆分院2005 年 8 月2 29目 录第一章 矿井基本概况2-11.1 矿井地质概况2-11.2 煤层赋存情况2-11.3 矿井开拓情况2-21.4 通风瓦斯情况2-41.5 煤层瓦斯基本参数2-7第二章 瓦斯治理与利用现状2-72.1 矿井主要灾害因素2-72.2 目前所采用的瓦斯治理技术及装备2-72.3 机构设置及人员配备情况2-72.4 瓦斯治理存在的主要问题和难点2-7第三章 瓦斯治理目标2-7第四章 瓦斯治理与利用规划的主要内容2-74.1 煤层瓦斯基本参数测定2-74.2 矿井瓦斯赋存规律研究2-74.3 改善煤层透气性提高瓦斯抽放效果2-74.4 高瓦斯长距离高产高效综放工作面瓦斯综合治理技术2-74.5 完善瓦斯抽放系统、实施瓦斯抽放工程2-74.6 矿井通风系统优化研究2-74.7 机械化开采易燃煤层群防治自然发火技术2-74.8 矿井热害防治2-74.9 瓦斯综合利用2-74.10 建立井下人员定位跟踪系统2-7第五章 配套工程、科研项目及资金概算2-75.1 需要开展的科研项目2-75.2 资金概算2-7第六章 工作进度安排2-7第一章 矿井基本概况1.1 矿井地质概况任楼井田位于童亭背斜东南翼和南翼 F3断层以北地区为向东倾斜的单斜构造；F3断层以西地区走向转为北西西，其中50线54线一段为童庄向斜北翼的东延部分，表现为不完整的向斜形态；1线以西则为一个大致向东开口的童庄向斜。48线深部，F23断层外侧，有一个北北西的王大庄背斜。F23断层内侧，显示一个向斜构造，为童亭背斜与王大庄背斜之间的鞍部构造该井田地层产状比较平缓一般为1320，尤其是1线以西童庄向斜部分地层倾角更缓，仅815。在5054线间，中深部地层倾角较大，局部可达2530。全井田共发育落差大于5m的大中型断层35条。其中落差大于100m的断层4条，落差小于或等于100m的断层7条，小于或等于30m的断层24条。按断层性质分，正断层27条，逆断层8条。断层按走向可分为3组，以北东向和北西向为主，北西西向及近东西向次之。1.2 煤层赋存情况任楼井田含煤岩系为石炭系和二叠系。共含17个煤层（组），煤层平均总厚18.73m。二叠纪煤系地层含10个煤层（组），其中主可采煤层31、51、72、82煤层，平均总厚7.52m；可采煤层52、73煤层，平均总厚3.0m；局部可采煤层为10、11煤层，平均总厚1.35m。各主（可）采煤层绝大部分为QM，51、72煤个别点为1/3JM。煤层赋存情况描述如下：31煤层下距52煤0.8110.1m，平均5.13m，煤层厚度02.09m，平均1.40m。属较稳定煤层。煤层结构简单，含01层不稳定夹矸。其顶板岩性以泥岩为主，局部为砂岩。51煤层下距52煤0.8110.1m，平均5.13m，煤层厚度02.09m，平均1.40m，属较稳定煤层，层结构简单，含01层不稳定夹矸。其顶板岩性以泥岩为主，极少为粉砂岩。52煤层下距72煤40.2158.63m，平均48.22m，煤层厚度01.76m，平均1.05m，属较稳定煤层，煤层结构简单。其顶板以泥岩为主，少有粉砂岩。72煤层距73煤层011.36m，煤厚0.724.22m，平均2.20m，属较稳定煤层，煤层结构较简单，夹03层不稳定夹矸。顶板多为泥岩及粉砂岩，少量细砂岩。73煤层距82煤1125.92m，平均13.48m，4348勘探线之间与72煤合并；3738勘探线以北尖灭。煤厚为04.71m，平均2.37m，属较稳定煤层，煤层结构较简单，含02层不稳定夹矸。顶板以泥岩及粉砂岩为主，仅在F2断层以北浅部为砂岩。82煤层全区可采，煤厚为0.824.15m，平均2.35m，属稳定煤层，煤层结构较简单，一般含1层较稳定泥岩或炭质泥岩夹矸。其顶板岩性南北两段以砂岩为主，中段以粉砂岩为主，局部为泥岩。1.3 矿井开拓情况任楼煤矿于1997年12月31日正式投产，矿井设计生产能力为1500kt/a，服务年限为84a。矿井划分为两个水平开采，其中第一水平标高-520m，采用立井、主要石门、分组大巷开拓方式，现已投入生产。改扩建二水平标高-720m，延深主井采用在井田中央布置主暗斜井，副井直延方式；采用主要大巷、分区石门开拓方式。任楼煤矿二水平延深目前副井已经直延到底，主暗斜井还未施工，-720北翼轨道大巷已经贯通，-720南翼轨道大巷预计在2005年10月底前贯通，中一与中二采区的轨道及运输下山基本完成，两条回风下山正在准备之中。-720m水平地温为37.8，预计工作面气温为33，必须采取井下局部制冷降温措施。一水平上煤组（31）分为上一、上三、上二、上四共4个采区，在矿井五年规划中不进行回采。中煤组（51、52、72、73、82）分为中一、中二、中三、中五、中四、中六共6个采区。目前一水平正在开采中一、中三、中四采区，中二采区已报废。二水平分为中一、中二、中六、上一、上二、上三共6个采区，目前正在准备中一、中二采区。目前任楼煤矿生产采区三个，即中一采区、中三采区、中四采区。煤层分为上、中两个煤组，煤层倾角一般为1120，属缓倾斜煤层。采用走向长壁或伪倾斜长壁全部垮落法管理顶板的采煤方法。中一采区：为矿井投产采区， 8210、8213、8215、8218虽然受FX6断层影响，但考虑综采工作面较为紧张，尽最大可能回收83煤，仍采用综合机械化采煤。中三采区：为生产采区，位于矿井一水平，与中一采区和中五采区相邻，浅部以各煤层露头防水煤柱为界；深部至各煤层-520M底板等高线。北东及南西分别以F4正断层及F5逆断层保护煤柱线为界。采区走向长度2001000m，平均450m，倾斜宽约780m。中四采区：设计生产能力75万吨/年，采区地质条件复杂，F16断层贯穿采区，对工作面布置与回采有较大影响。另外，从本区已回采的 7244、7245、7345等工作面情况来看，采区内煤层赋存不稳定，小构造发育，煤层厚度变化大，变薄带较多，对开采有很大影响。中一采区：为准备采区，位于中一采区深部，西（浅）以各煤层-520m底板等高线为界，东（深）以各煤层-800m底板等高线为界，南至F3断层，北至工广保护煤柱线。地质构造较简单，褶曲不发育，煤岩层产状有一定的起伏。采区内断裂构造相对发育，分布有F3、Fx6、Fx8,、Fx11等断层，三维地震勘探控制的17条落差5m左右的小断层，并局部出现异常区。中二采区：为准备采区，位于中二、中四采区深部，浅部以各煤层-520m底板等高线为界，深部至各煤层-800m底板等高线，南以各煤工广煤柱线为界，北到F2断层组保护煤柱线。采区为走向南北，倾向东的单斜构造，地层倾角1317。采区西北部被F2断层组切割，南部有F11断层穿过。采区内有F2、F2-1、F11等三条断层，另三维地震勘探新发现49条断层，落差小于5m的36条，510m的8条，1020m的5条，并局部出现异常区。目前任楼煤矿开拓采区为中五采区，集团公司就中五采区设计方案已经批复，目前正在进行采区的开拓巷道的设计。采区接替顺序：中一（中二） 中四 中三 中二 中 中五 中六 中六 上一 上二 上三 上四 上一 上二 上三。矿井近五年回采工作面接替情况见表11.4 通风瓦斯情况矿井通风方式为中央分列式通风，矿井总进风量10600m3/min，总回风量为11025m3/min，风机负压3185Pa，通风等积孔3.9m2。矿井近五年矿井瓦斯涌出资料见表2。2005年2月矿井瓦斯绝对涌出量24.1 m3/min，相对瓦斯涌出量4.53m3/min，采煤工作而瓦斯涌出绝对量16.4 m3/min，相对瓦斯涌出量12.00m3/t；掘进工作面瓦斯涌出绝对量4.06m3/min。表2 矿井瓦斯涌出统计表年度20002001200220032004绝对量(m3/min)23.3628.6427.0221.2641.88相对量(m3/min)12.0214.0211.425.4210.13矿井产量(kt/a)19602100221022902510井田各可采煤层均具有煤尘爆炸危险性，其中31、72、73、82和10煤层的煤尘爆炸性可能相对较强。可采煤层中31、10煤层不自燃发火；51、73、和11煤层一般不自燃，但有自燃发火倾向；52、72和82煤层则为易自燃极易燃发火倾向煤层。本井田测温钻孔资料表明：平均地温梯度为3.002/百米，与淮北煤田基本一致，除局部地段地温梯度较高、出现地温异常以外，其余大部分地段属于地温正常区，其异常区一般集中分布在童亭背斜东南部位的转折端处及深部的次一级隆起附近。但是，随着矿井开采深度的增加，地温将会不断上升，矿井地温问 表1 矿井近五年回采工作面接替情况。 单位：万吨工作面编号采煤方法支护材料期初走向长（米）回采日期(年.月年.月)2006年采出量2007年采出量2008年采出量2009年采出量2010年采出量合 计8218综采液压支架76005.10.2106.05.2043437346综采液压支架120006.05.2106.11.2056568217综采液压支架66006.11.2107.04.101029.939.97344综采液压支架89007.04.1107.08.1035.635.67222综采液压支架220007.08.1108.07.1544.558.51038246综采液压支架86008.07.1608.11.1035.835.87224N综采液压支架91508.11.1109.04.2015.734.3507224综采液压支架115009.04.2109.11.1060607226N综采液压支架89009.11.1110.04.2015.732.3487226综采液压支架135010.04.2110.11.3070707228N综采液压支架87510.12.0111.05.057.77.77322综采液压支架215011.05.0612.03.157342综采液压支架78005.09.1606.02.2816167211综放液压支架72506.03.0107.02.058499372110综放液压支架60007.02.0607.09.0560607232综放液压支架30007.09.0607.12.1028288242综采液压支架78007.12.1108.04.20531367212综放液压支架50008.04.2108.11.2059597213综放液压支架77008.11.2109.11.201292104续表1 矿井近五年回采工作面接替情况。 单位：万吨工作面编号采煤方法支护材料期初走向长（米）回采日期(年.月年.月)2006年采出量2007年采出量2008年采出量2009年采出量2010年采出量合 计7251综采液压支架78010.06.0610.12.2047477214综放液压支架57010.12.2111.08.31227252综放液压支架105011.09.0112.02.288210综采液压支架41006.01.0106.07.3133.733.77240综采液压支架62006.08.0106.12.3123237233综采液压支架50007.01.0107.04.3024248213综采液压支架50007.05.0107.11.2041417340综采液压支架62007.11.2108.02.20710178219综采液压支架69008.02.2108.09.2041.741.77231综采液压支架100008.09.2109.04.2020.322.7438240综采液压支架62009.04.2109.09.0527278244综采液压支架47009.09.0609.12.1019.619.67335综采液压支架42009.12.1110.03.202.715.618.37331综采液压支架98010.03.2110.09.2036.536.57230综采液压支架29510.09.2111.02.1019.919.982110综采液压支架50011.02.1111.07.10题越来越突出，降低工作场所温度成为矿井回采的重要问题。 1.5 煤层瓦斯基本参数矿井部分煤层的相关瓦斯参数测定结果见表3和表4。表3 煤层瓦斯压力测定结果一览表钻孔位置测定时间煤层编号封孔长度 (m)钻孔倾角见煤点标高(m)瓦斯绝对压力(MPa)副井中心03.4.1903.4.2251、5210垂直向下-682.251.15副井距井壁1.0m03.4.2203.4.2451、5210垂直向下-682.251.21西码头门03.9.303.9.872、7314.2垂直向下-740.200.617西码头门03.9.903.9.137216.0与垂直方向夹角7-747.500.6152轨道下山04.7.804.7.15821545-7150.782轨道下山04.7.904.7.15821745-7150.75表4 各煤层瓦斯梯度曲线采区煤层瓦斯梯度曲线520水平预测瓦斯涌出量(m3/T)720水平预测瓦斯涌出量(m3/T)中一采区72煤层Q=0.0201H-3.97826.473810.4938中二采区72煤层Q=0.0198H-3.99876.297310.257373煤层Q=0.007H+0.17983.81985.219882煤层Q=0.0142H-2.34845.03567.8756历年来的回采瓦斯资料显示，矿井瓦斯分布不均匀，其中中四采区、II1采区瓦斯赋存量大，涌出量较大，中三采区瓦斯赋存量相对较小，涌出量较少。第二章 瓦斯治理与利用现状2.1 矿井主要灾害因素任楼矿为高瓦斯矿井，瓦斯分布极不均匀，其中一和中四采区瓦斯涌出量较大，2004年中四采区7246工作面绝对瓦斯涌出量达到24m3/min，中一采区7219工作面绝对瓦斯涌出量达到20m3/min，高瓦斯区的回采工作面瓦斯治理难度大，尽管采取的顶板高位钻孔和采空区埋管抽放等抽放方法，瓦斯抽放率达到50%以上，但工作面上隅角瓦斯仍时常超限，对矿井安全生产造成极大威胁。任楼煤矿各主采煤层均具有自然发火倾向性，其中72和82煤层为易自燃极易燃发火煤层。特别是由于多煤层开采，煤层间距较小多在1020m，采空区裂隙极易沟通，造成漏风严重，极易引起自然发火。在2001年7215采空区曾经发生自燃现象，2005年 在7219工作面采空区出现高温现象，回风巷道局部地点CO浓度达到1000ppm以上，自然发火危害极为严重。矿井南翼三采区地温较高，7234综放工作面温度达到30以上，上隅角局部地点温度达到34，超过了煤矿安全规程第102条的规定，工作面作业环境恶劣，严重影响井下作业人员的身体健康和工作效率。矿井进入二水平生产后，地温灾害将变得更为突出。2.2 目前所采用的瓦斯治理技术及装备矿井主要采用抽放方法解决瓦斯问题。其瓦斯抽放泵型号为2BE3500-2BY4，数量2台。井下使用直径500mmPVC主管接到各采区回风上山，各采区回风上山使用直径400mm无缝钢管接到各车场，各车场用三通连接各抽放地点，各抽放地点用直径200mmPVC、159mmPVC等管材连接主管路。另有不同型号的移动瓦斯抽放泵9台。2001年10月投入运行的KJ90瓦斯监测系统，运行状况良好，所有采掘工作面都安装了瓦斯监测监控系统，根据实际监测需要，继续完善监测监控系统。2.3 机构设置及人员配备情况矿井现设置瓦斯抽排区，配备区长一人，技术员三人，副区长一人，下设三个专业队：抽排队、管子队、钻机队，总人数98人。通风区设置监控队：配备队长一人，技术员一人，分管副区长一人，专业维修人员5人，总人数22人 。2.4 瓦斯治理存在的主要问题和难点 煤层瓦斯基本参数欠缺，瓦斯赋存分布情况不明，不能有效地指导分区治理； 煤层透气性较差，抽放难度大，抽放效率低，瓦斯预抽效果差。 长距离煤巷掘进通风和瓦斯治理难度大； 综放工作面瓦斯涌出量大，在采取的多项治理措施仍不能有效解决上隅角瓦斯时常超限的问题； 矿井地压明显，巷道失修严重，通风断面不足，矿井通风阻力增加，使矿井负压超过3400Pa。矿井高负压一来造成漏风严重，有效风量率低；再者也对防治煤层自然发火造成极为不利的条件。 矿井煤层自然发火威胁严重，经常出现高温点和CO浓度超限现象； 矿井地温梯度较高，地热灾害严重，缺乏有效的治理措施。第三章 瓦斯治理目标 矿井通风系统顺畅，通风风量充足，矿井通风负压降到3000Pa以下。采区实现分区独立通风，设置专用回风道；井下各采掘工作面、峒室实现独立通风，风量配备符合规程要求 ；确保通风设施可靠稳定；实现采区内部通风系统优化，不断提高矿井抗灾能力。所有掘进工作面都配备两台相同能力的局部通风机，一用一备，采用双路电源供电。 摸清瓦斯赋存和分布情况，实现分区治理。 试验形成一整套长走向高产高效工作面瓦斯综合治理体系，通过调整工作面巷道布置和提高瓦斯抽放效果等措施，彻底解决综采综放工作面的瓦斯问题，实现工作面瓦斯零超限。 加大瓦斯抽放力度，实现瓦斯根治。 回采工作面瓦斯抽放率不低于50%，矿井瓦斯抽放率不低于35%。 矿井分年度瓦斯抽放量和瓦斯抽放率指标如下：年 度2006年2007年2008年2009年2010年矿井抽放量（万m3）8001000120012001400瓦斯抽放率（%）3540404550 试验形成一整套防治自然发火综合治理体系，通过采用煤层自然发火预测预报，合理调整开采顺序、井巷布置和通风方式，采用灌浆和注氮等措施，消除矿井自然发火事故。 试验形成矿井地热治理体系，力争将所有工作面温度控制在26以下，确保不超过30。第四章 瓦斯治理与利用规划的主要内容4.1 煤层瓦斯基本参数测定任楼煤矿虽然已经在与其他院校的合作中对煤层的有关基本参数进行过测定，但煤层瓦斯基本参数相对来说比较欠缺，测定的参数也不很全面。因此为了基本摸清矿井各煤层的瓦斯赋存情况，首先应对煤层的瓦斯基本参数进行测定。利用矿井现有巷道，在不同采区、标高分别设点对不同煤层的瓦斯基本参数进行测定。重点针对煤层瓦斯含量不明确的采区II1采区、II2采区、中五采区，提前补勘，预测煤层瓦斯含量，以便提前进行瓦斯治理设计。煤层瓦斯基本参数测定的技术方案为：在煤层的底板岩石巷道中布置钻场，进行测压钻孔施工，运用测压钻孔现场实测煤层的原始瓦斯压力、钻孔瓦斯自然涌出量及钻孔瓦斯涌出衰减系数；在实验室对煤样进行煤的工业分析，测定瓦斯吸附常数、煤的孔隙率、瓦斯放散初速度和煤的坚固性系数等参数；在现场及实验室测定的基础上，通过分析、计算确定煤层的瓦斯含量、煤层透气性系数及钻孔瓦斯涌出衰减系数等基本参数。4.2 矿井瓦斯赋存规律研究由于任楼煤矿煤层瓦斯分布情况不均匀，瓦斯分布存在条带变化，并且很不均衡，因此根据矿井不同标高、不同地点的瓦斯参数，结合矿井地质构造、煤层赋存等具体条件，对煤层的瓦斯赋存规律进行研究，分析不同区域的瓦斯赋存情况和瓦斯来源，有针对性的制定瓦斯治理方案。4.3 改善煤层透气性提高瓦斯抽放效果任楼矿煤层透气性较低，煤层瓦斯预抽效果较差，为提高采煤面预抽和掘进面超前抽放效果，开展提高煤层透气性研究工作，技术路线为：在松软煤层中可采用高压水射扩孔技术提高瓦斯抽放效果，而在煤层硬度较大时，可采用深孔预裂爆破和煤层注水压裂的方法提高煤层的瓦斯抽放效果。4.4 高瓦斯长距离高产高效综放工作面瓦斯综合治理技术任楼煤矿2采区工作面走向超过2000m，采区首采工作面7222走向长度达到了2200m。该区域煤层瓦斯量大，在煤巷掘进中存在长距离通风和瓦斯问题；回采工作面采用综放技术，工作面产量大，本煤层瓦斯和下部邻近煤层的卸压瓦斯涌出量大，因此应对采掘工作面进行瓦斯综合治理。4.4.1 长距离煤巷掘进工作面瓦斯综合治理在2采区72煤层煤巷掘进过程中，主要采用瓦斯抽放结合通风的方法进行瓦斯治理。考虑2采区煤巷长度较长，为消除远距离压入式通风不易解决风流后方瓦斯涌出的问题，同时可以保证掘进工作面的瓦斯抽放具备足够的抽放时间，工作面煤巷掘进采用双巷布置，在工作面布置一条腰巷，同时也可利用腰巷进行采面顺层抽放钻孔的施工。 长距离掘进通风技术 加大局扇供风能力采用先进的大功率对旋局扇，有效克服风筒长距离供风阻力；安设同等能力的备用局扇，主备局扇实现分开供电，当工作局扇停止运行时，备用局扇自动启动运转，提高长距离掘进工作面供风的可靠性。 选用优质大直径风筒采用优质低阻橡塑柔性风筒，加大风筒直径，在风筒高压部位采用打包装带加强的方法解决风筒由于供风距离过远，靠近局扇附近风筒压力大容易造成风筒脱节的问题。 优化局部通风系统增大掘进巷道断面，降低通风阻力；同时采用机巷、腰巷双巷掘时，每隔200300m开掘通风联巷，及时前移供风局扇，缩短局扇供风距离，保证工作面的通风压力和有效风量。 掘进工作面边抽边掘机巷和腰巷采用双巷交叉掘进，两巷平距50米，每隔300400米施工联巷，构成系统，消除远距离通风，解决后路煤巷瓦斯涌出。其中一个掘进工作面正常掘进，另一个进行瓦斯抽放，抽放时间不少于一周，两条巷道交替进行。沿巷道两帮每间隔50m布置两钻场，在每个钻场内，施工4个钻孔，钻孔直径91mm，各钻孔开孔间距0.5m，终孔间距为1.01.5m；终孔端控制在轮廓线外35米，设计孔深为6080米。同时在迎头施工瓦斯抽放钻孔，设计孔深为50米，钻孔密度每平方米不少于2个。图1 72煤层煤巷掘进瓦斯抽放设计示意图高抽巷和上风巷每隔300400米施工联巷，构成系统，消除远距离独头通风。在沿空风巷向上区段采空区打抽放钻孔进行抽放，每隔20米打一组3个钻孔，钻孔直径91mm，孔深为15米。钻孔具体布置如图1所示。4.4.2 高产高效工作面瓦斯涌出特征及规律研究高产高效工作面采用综合机械采煤，工作面推进速度快，工作面长度大，走向长度长，瓦斯涌出量大，容易造成回风巷和局部地点，尤其是上隅角瓦斯积聚。通过对工作面瓦斯涌出特征及规律进行考察，确定瓦斯来源、各个来源的涌出比例及瓦斯涌出特征规律，为瓦斯治理提供基础。在工作面从煤壁至采空区和工作面进回风巷布置测点，测量各测点在不同条件下的瓦斯浓度和风量，根据实际测量的数据，分析工作面瓦斯涌出中落煤瓦斯涌出、煤壁瓦斯涌出、围岩瓦斯涌出、回采丢煤瓦斯涌出、邻近层瓦斯涌出的涌出量和涌出比率，掌握瓦斯涌出特征和规律。4.4.3 高产高效工作面瓦斯综合治理由于为煤层群开采，72煤层回采过程中的瓦斯治理除了72煤层本身的瓦斯涌出问题，还有邻近煤层的瓦斯由于受到采动影响的卸压瓦斯涌出，因此工作面的瓦斯治理应采用顺层钻孔抽放本煤层瓦斯、穿层钻孔抽放邻近层卸压瓦斯，顶板高抽巷或顶板走向钻孔抽放邻近层和采空区瓦斯等方法相结合的进行综合瓦斯抽放。 顺层钻孔预抽本煤层瓦斯顺层钻孔布置在工作面的腰巷施工，钻孔可采用平行布置，钻孔设计间距10m，在腰巷分别向上和向下施工，钻孔孔深分别为60m和30m，均匀控制整个工作面回采区域的煤层。顺层钻孔也可采用扇形布置，沿腰巷每间隔20m布置一组上向和下向6个钻孔，开孔间距2.0m，终孔间距为10m；钻孔直径91mm，设计孔深分别为60m和30m。钻孔封孔深度不低于5米，工作面预抽期不少于60天。顺层钻孔扇形布置如图2所示。图2 工作面顺层钻孔扇形布置示意图 顶板高位抽放巷抽放在72煤层顶板布置高位抽放巷道对卸压瓦斯进行抽放，高位巷道布置在距 72煤层法线距离20m 25m的顶板岩石中，在平面位置上距风巷内错1820m。使用前预埋好抽放管路，并注浆封闭，接入地面抽放系统进行抽放。高抽巷使用前对所有与风巷相联的联巷进行封闭。顶板高位抽放巷布置如图3所示。图3 工作面顶板高位抽放巷布置示意图 埋管抽放采空区瓦斯在工作面上风巷埋设抽放管路对采空区瓦斯进行抽放，埋管采用“L”型布置，在上风巷每隔1520m间距施工一个站柱钻孔，位置按距上帮0.6米布设。每个钻孔垂直巷顶施工12m，垂直底板施工2 m。钻孔全部下入直径108mm的套管，套管上端4m段布置花眼，下段2.0m用水泥浇灌。站管下部焊接三通利用8寸软管引出与埋管连接好后合茬，随工作面推进埋入采空区后进行抽放。埋管布置见图4。图4 工作面采空区埋管抽放布置示意图 穿层钻孔抽放邻近层瓦斯抽放在72煤层工作面回采过程中，下部邻近的8煤的瓦斯由于受到采动底板影响，其卸压瓦斯大量向开采的72煤层涌出，对72煤层工作面回采造成很大的安全威胁。因此，可采用在72煤层工作面回采之前在上、下顺槽布置钻场施工下向穿层钻孔，穿透8煤，对煤层的卸压瓦斯进行抽放，减少其向72煤层回采工作面涌出。钻场间距30m，钻孔呈扇形布置，钻孔往工作面切眼方向倾斜，钻孔终孔间距30m。4.5 完善瓦斯抽放系统、实施瓦斯抽放工程随着矿井生产向二水平延深，需增加瓦斯抽放管路，形成覆盖全矿井的瓦斯抽放系统，目前地面抽放泵流量为200m3/min，未来五年内，随着抽放量增加和抽放距离增长，需要更换地面永久抽放泵。井下个别地点需要增加辅助临时抽放泵，需增加井下临时抽放泵。提倡采用多种方法抽放，包括顺层孔抽放，高位钻孔抽放等，配套使用的钻机也要增加，保证抽放钻孔施工。4.6 矿井通风系统优化研究 目前矿井扇风机最大能力约为1.2万m3/min，仅能满足目前生产需要，矿井向二水平投产后，首先急需更换主扇，使通风能力达到2万m3/min，其次要对目前的矿井通风系统进行优化改造，减少通风阻力。 优化矿井通风系统，各采区实行分区独立通风，各采区专用回风道贯通整个采区；保证综采放顶煤工作面风量不低于1200m3/min，通风断面不小于10m2；综采工作面、高档普采工作面风量不低于800m3/min，通风断面不小于9m2；炮采工作面风量不低于600m3/min，通风断面不小于8m2。 改进矿井局部通风方式，采用双风机、双电源供电并能自动切换，再后来实现采区双高压供电。保证掘进风机用电稳定可靠，杜绝因为风机供电影响导致掘进工作面无风，而造成的瓦斯事故。 加强巷道修护，保证主要进回风巷巷道实际断面不小于设计断面的70%，杜绝严重失修巷道。4.7 机械化开采易燃煤层群防治自然发火技术任楼煤矿各主采煤层均具有自然发火倾向性，其中72和82煤层为易自燃极易燃发火煤层。矿井多煤层开采造成采空区严重漏风，极易引起自然发火。通过对煤层自然发火机理研究，为任楼煤矿煤层自然发火的预防和治理提供依据。通过对开拓、开采方式、煤层开采顺序等研究，结合通风系统的调整和配套建立灌浆系统和注氮系统，提升防治自然发火的技术水平。研究、试验工艺流程如下：实验室实验建立数学模型现场试验验证模型调查研究影响自然发火因素设计合理的防灭火措施现场实施防灭火措施防灭火效果考察补充完善防灭火措施 煤层自然发火机理研究在任楼煤矿采取72和82煤层煤样，采用升温氧化气体产物测定法、煤吸氧量吸氧速度测定法、煤自燃倾向性测定法、煤样的物理化学分析法、硫化矿物测定法等进行实验研究，建立数学模型及解算方法，提出任楼煤矿煤层自然发火机理和建立自然发火危险性评价方法，为矿井煤炭自然发火的预防和治理提供依据。 以升温氧化实验、DSC测试实验为基础，建立煤自燃潜伏期解算数学模型，计算煤自燃潜伏期。 根据煤升温氧化气体产物测定实验，计算煤与氧反应动力学参数。 根据上述实验和计算，分别提出煤自然发火机理和建立煤自然发火危险性评价方法。 采空区自燃“三带”研究采用示踪气体对采空区风流流场监测，确定采空区自燃“三带”和自然发火标志气体，并研究工作面推进速度、自燃潜伏期之间的关系。 自然发火防灭火措施通过对开拓、开采方式、煤层开采顺序等研究，确定适合防治煤层自然发火的合理开采方式和参数，同时结合通风系统的调整，减少采空区漏风。确定适合任楼煤矿条件有利于自然发火防治的工作面合理布置参数和通风参数。研究以黄泥灌浆、凝胶和泡沫灭火材料和注氮相结合的自然发火综合防治技术，研究防灭火密闭快速封闭技术和防灭火临时快速密闭设备。通过试验，形成一整套防治自然发火综合治理体系，通过采用煤层自然发火预测预报，合理调整开采顺序、井巷布置和通风方式，采用灌浆和注氮等措施，消除矿井自然发火事故。4.8 矿井热害防治任楼矿热害较为严重，个别工作面温度达到32以上，高温环境严重影响人员作业及设备的正常运转，对防治自然发火也增加极其不利的负面因素。因此，通过相关研究，利用非制冷降温措施和人工制冷降温等综合措施，消除热害。 高温点分布、地热来源成因分析通过对井下高温地点的调查，以及对地热来源和形成原因进行研究。对矿井的地热地点、地热程度进行分类分区，针对不同的地热灾害级别进行分区治理，分别采取有针对性的降温措施。 非人工制冷降温措施非人工制冷降温措施是矿井最经济的降温手段，主要采取巷道布置方式和通风方式调整及进行煤岩壁注水等措施。合理进行井巷开拓和采区巷道布置，尽量减少在高温地点布置巷道，或井下巷道尽量远离高温热源和高温地点。合理调整矿井通风系统和通风方式，采用工作面下行通风方式，使工作面进风流不经过或尽量少经过高温地点，降低进风流的温度；井下机电硐室采用独立通风，不将设备的产热带至作业地点。在风流经过巷道和作业地点巷道的煤岩壁进行注水，降低煤岩体的温度，同时利用水体的蒸发降低风流的温度。作业地点的大型机电设备采用水冷降温方式，减少设备运行向风流释放热量。 人工制冷降温在采取非人工制冷措施仍不能将作业地点的工作温度降至30以下，可采用井下制冷降温设备进行人工制冷降温。4.9 瓦斯综合利用 任楼煤矿为高瓦斯矿井，瓦斯集中抽放系统在2004年度投入使用，通过对矿井瓦斯抽放方法的优化、中煤组煤层群开采瓦斯治理工作的开展，矿井瓦斯抽采量将得到很大的提高。瓦斯抽采既是保证矿井安全生产的重要措施，而且抽出的瓦斯是一种优质的洁净能源，具有广泛的用途目前，瓦斯发电是瓦斯利用的一种主导途径，祁东煤矿已经建立瓦斯发电厂，将瓦斯转化为电能，已经积累了一定的经验。因此，任楼煤矿也将瓦斯发电作为瓦斯利用的首选，计划在2009年建立瓦斯发电厂一座，安装四台机组，总装机容量为4800Kw，以达到“以瓦斯利用促进瓦斯抽放，以瓦斯抽放保证矿井安全生产”的良性循环4.10 建立井下人员定位跟踪系统为更好地加强井下人员管理，掌握活动情况，实现及时人员调配，提高人员效率，特别是发生灾变是人员撤离，通过单人携带信号发射装置，利用现有线缆安装人员跟踪定位系统，实现人员准确定位。第五章 配套工程、科研项目及资金概算5.1 需要开展的科研项目 二水平煤层瓦斯基本参数测定； 矿井瓦斯赋存规律分析研究； 改善煤层透气性提高瓦斯抽放效果技术研究； 长走向高产高效工作面瓦斯综合治理技术； 机械化开采易燃煤层群防治自然发火技术研究； 深水平煤层开采防治地热技术研究； 瓦斯综合利用研究。5.2 资金概算任楼煤矿为配合20062010年瓦斯治理规划，从技术、资金、设备和配套工程进行了很大的投入。五年中矿井在“一通三防”安全投入为23704万元，矿井在 20062010年“一通三防”安全投入的总体资金投入和分年度的资金投入情况详见表5。其中： 矿井在瓦斯抽放工作中的安全投入为6092万元；主要包括每年的瓦斯抽放巷道和钻孔工程（工程具体安排详见表6）、每年的瓦斯抽放管路（管路长度为需要抽放的回采工作面走向长度的2.5倍加上专用抽放巷道的长度）、抽放材料、抽放设备（包括2010年任楼增加两套井下移动抽放系统）和抽放奖励等。 矿井在通风系统改造和优化中的安全投入为4582万元；主要包括2006年矿井通风系统改造（具体工程见表7）、主通风机风机在线自动监测系统、每年局部通风机的添置和专用回共风巷道的维护费用。 矿井在监测监控系统中的安全投入为580万元；主要包括矿井监测监控系统升级改造、新建井下人员定位系统、以及每年监测监控系统的日常维护等。 矿井粉尘防治工作中的安全投入为400万元；主要为矿井防尘管路改造，防尘设备、设施的购置和维护等。 矿井在防治煤层自然发火工作中的安全投入为4400万元；主要包括矿井建立地面灌浆系统、地面制氮系统、火灾束管监测系统；购置CO2发生器等。 矿井在地热防治中的安全投入为1000万元；主要为建立地面制冷降温系统。 矿井在瓦斯利用工作中的投入为4000万元；主要为矿井新建瓦斯发电厂一座。 矿井在安全仪表中的安全投入为150万元；主要为矿井在自救器、光学瓦斯检测仪、便携式瓦斯检测仪等安全仪器仪表上的投入。 矿井在科研项目上的投入为2500万元；主要为对矿井需要解决的改善煤层透气性提高瓦斯抽放效果技术研究、长走向高产高效工作面瓦斯综合治理技术、机械化开采易燃煤层群防治自然发火技术研究、深水平煤层开采防治地热技术研究和瓦斯综合利用等重点技术难题进行攻关研究所需的科研经费和科研项目所需的配套装备和仪器仪表。表5 任楼煤矿20062010年一通三防安全投入资金概算表类别工程名称单位年 度20062007200820092010合计单价(万元)金额 (万元)瓦斯抽放抽放巷道米1200200010001000100062000.42480抽放钻孔米25000400004000040000400002250000.012250抽放管路米870012500896371509940472530.0221040抽放材料万元2027201622105抽放设备万元40404040100340抽放奖励万元6076737375357合 计（金额）万元104216181130108612166092通风系统风机在线自动监测系统套223060通风系统改造万元19971997局扇及风筒套15151515157525专用回风巷维护米20002000200020002000100000.22000合 计（金额）万元25025055055055654582监测监控井下人员定位系统套11300300监测系统更新改造套11200200监测监控系统维护万元2020202080合计（金额）万元20202020500580防灭火灌浆系统万元500500束管监测系统套11100100地面制氮系统（设备厂房等）套1124002400CO2发生器套443501400合计（金额）万元500250014004400地热防治地面制冷降温系统套1110001000合 计（金额）万元10001000粉尘防治防尘管路、设备、设施万元400400安全仪表自救器、便携仪等万元3030303030150瓦斯利用瓦斯电厂扩容万元40004000科研项目研究经费及配套设备仪器万元5005005005005002500总计万元4594517335857141321123704表6 矿井瓦斯抽放工程工作面采煤方法可采储量（万吨）回采时间抽放工程量走向*采长*采高预抽钻孔(m)高位钻场（个）钻孔(m)直径0.426米主管路(m)高抽巷(m)8218综采760*175*3.4=6005.8.2106.3.2030407346综采1050*150*2.4=51.006.3.2106.9.3042001500米(中四)7222综采2160*180*2.4=12606.10.107.12.31324001700米(2)22008213综采500*170*3.0=33.408.1.108.4.30200