瓦斯防治方案.doc

六盘水市钟山区大湾镇三鑫煤矿瓦斯防治方案六盘水市钟山区大湾镇三鑫煤矿第一节 瓦斯防治方案一、前言为了贯彻落实防治煤与瓦斯突出规定，贯彻落实上级有关瓦斯防治文件会议精神，进一步加强矿井防突管理工作，推进 我矿瓦斯综合防治工作体系建设，预防煤业瓦斯突出事故发生，确保 我矿安全生产，根据上级有关部门文件要求，特制定本方案。（一）指导思想以科学发展观为指导，认真贯彻“安全第一、预防为主、综合治理” 的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产” 的瓦斯治理工作方针，全面落实国家、公司关于煤矿瓦斯治理 的工作部署，遵循“标本兼治、重在治本” 的原则，结合 我矿 的实际情况构建“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位” 的煤矿瓦斯综合治理工作体系，最终实现瓦斯彻底整治。（二）瓦斯防治基本要求加强矿井防突管理，找出瓦斯治理工作中存在 的主要问题和隐患、制定确实可行 的整改措施，使矿井通风系统合理，稳定、可靠。 瓦斯治理工作到位。力求达到“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”，为实现2012年安全生产目标打下坚实基础。（三）瓦斯防治基本原则1、严格贯彻落实“安全第一、预防为主、综合治理” 的安全生产工作方针，坚持标本兼治，重在治本 的原则。2、合理布置采掘工作面，确保采掘关系平衡。3、瓦斯综合治理能力大于生产能力。4、建立完善可靠 的通风系统，确保系统合理、设施完好、风量充足、 风流稳定。 5、加大瓦斯治理力度，实现“通风可靠、检测监控、人工检测、实时监控” 的要求。6、建立有效 的安全检测监控系统，确保装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速。7严格管理，完善制度、落实责任、认真执行、严格监督。8、排除隐患，将事故消灭在萌芽状态之中，杜绝事故 的发生。（四）瓦斯防治目标1、防范一般瓦斯事故，杜绝较大瓦斯事故与重大瓦斯事故；2、防范采掘工作面瓦斯超限。3、建立完善 的瓦斯防治系统，最大限度地消除瓦斯危害。4、建立完善 的瓦斯检测监控系统，确保监控有效。（五）瓦斯防治范围及治理重点 我矿是一个9万吨/年“五证一照齐全”生产矿井，本年度 的采掘工作主要为巷道掘进工作，因此，要做好通风系统 的管理工作和石门揭煤工作，在矿井不同采掘时期必须编制相应 的，有针对性防突技术措施，严防瓦斯事故 的发生。二、矿区概述（一）概述 1、交通位置六盘水市钟山区大湾镇三鑫煤矿属钟山区生产矿井之一，建设地址在钟山区大湾镇顶拉村。矿区地理坐标：东经10435391043600，北纬264548264617，矿丼距六盘水市中心约50公里，距大湾火车站约2公里，赫章至水城二级公路从矿区外西部通过，交通方便。2、矿区范围根据贵州省国土资源厅2008年7月颁发 的六盘水市钟山区大湾镇三鑫煤矿采矿许可证（副本，证号5200000820566），矿区范围由4个拐点坐标圈定（拐点坐标见表1-4-1），面积0.2771km2，开采深度由1900m至1570m。矿区走向长约0.6km，倾斜宽约0.49km。矿区面积0.2771km2。表141矿区范围拐点坐标表矿山名称拐点编号X坐标Y坐标三鑫煤矿1296155535459657229615433545979632962020354602404296244535459735（二）开采技术条件（一）区域水文地质条件区域范围内地下水主要分为碳酸盐岩溶水、裂隙水、部分为孔裂水。碳酸盐岩溶水分布于裸露及半裸露岩溶山区，泉水流量大；裂隙水为大气降水渗入风化裂隙、构造裂隙而形成，泉水流量小。（二）矿区水文地质条件1、地层富水性矿区面积0.2771km2，主要在龙潭组、飞仙关组及第四系，其次为峨眉山玄武岩组。地层富水性简述如下（由下至上）：（1）玄武岩组玄武岩，厚一般400m。出露于井田南西部，占矿区总面积 的8%，多呈同向陡坡。泉点稀少。流量约0.050.08l/s，富水性弱，为含煤地层与茅口组含水层间 的隔水层。（2）龙潭组厚一般240m，砂泥岩夹煤层。占总面积50%左右。含水段由细砂岩、粉砂岩及少许碳酸盐岩组成，其分层厚0.5020m，上、下为泥质岩、煤层相隔，使地下水具承压性。一般泉流量为0.011.46l/s。个别点流量较大，季节性泉亦较多。（3）飞仙关组厚约450m，以粉砂岩、细砂岩为主，夹数层薄层状灰岩、泥灰岩，富水总性弱，属裂隙含水层。（4）第四系孔隙水矿区内覆盖 的第四系，为孔隙水，含水较弱，有一定 的厚度，在矿区分布较广，有一定 的蓄水量，对煤矿开采有影响。2、断层带水文地质特征在矿区北西部有一条走向呈近北东南西向 的正断层F146。断层倾向北西，倾角约5070，断距约60m。井下发现2条小断层，全为正断层，断距均不大于3m。区内没有褶曲。断层破碎带均为粉砂岩，砂质泥岩及其碎屑紧密充填而胶结，透水性较弱或不透水。其它断层规模均不大，局部出露季节性泉水，对矿床充水作用甚微。3、地表水、地下水动态变化矿区位于长江水系乌江上游三岔河（大湾河）支流流域范围内, 三岔河（大湾河）位于矿区外 的北东部约2km，由北西向南东流过，据相关资料显示，河床标高在1785m左右。区内除有一小河沟外无大 的河流流过，地表水系呈树枝状汇集于该小河沟内,最后经小河流到大湾河内。小河沟流量一般小于5.0l/s，多为雨源型充沟,流量随季节 的变化而变化,降水时雨量骤然增大,雨停时则迅速减小,冬春(枯水季节)甚至于干枯断流。矿区地形总体为北西高南东低，当地最低侵蚀基准面为矿区外北东部 的三岔河河床标高，其海波高度为1785m左右，低于当地最低侵蚀基准面，煤矿开采，地表水补给地下水，将增加煤矿矿坑涌水量。总之，地表水、地下水受大气降水影响，其流量、水质变化均与降水 的季节和强度相对应，雨季流量增大，矿化度减少，枯季则相反。地下水以泉或分散流形式补给溪沟，各含水层无直接 的水力联系，且地下水动态变化显著，周期性较明显，并具滞后现象。5、充水因素分析（1）大气降水：是主要 的充水水源。含煤地层裸露，直接接受大气降水补给，其充水强度和降水 的强度及持续时间有着密切联系。（2）地表水：区内冲沟发育，切割较深。有些冲沟常年有水，枯季流量较小，雨季暴涨。因此，在上述地表水体下采煤应注意地表水溃入。（3）老窑水：区内老窑和小煤矿分布广泛，且开采历史悠久，大部分被关闭。老窑采空冒落造成地表开裂、塌陷，致使地表水及降雨由裂隙渗入老窑蓄积。因此，老窑大多有积水。开采浅部煤层，应预防老窑水涌入。（4）第四系孔隙水：岩石破碎，透水性较强，特别在雨季水量猛增，（5）矿井直接充水含水层：含煤地层与隔水段层间互状，虽富水性弱，但具一定 的承压性，应做好排水准备。（6）断层带水：断层破坏了地层 的完整性、连续性，降低了岩石 的力学强度。含煤地层主要以塑性岩石为主，受力后发生塑性变形，破坏以剪断为主，常形成微张开甚至闭合 的裂隙，断层带岩石胶结性中等，缺少对地下水储存和运动 的有效空间，含水性和导水性不强，但上覆地层断层带有一定含水性，导水性较好，可能连通含煤地层上部 的中强含水层或地表水，加之未来矿床开采中，人工采矿裂隙大量出现，改变了断层带附近应力场和地下水 的天然流场，地表水、地下水就有可能沿断裂带流入矿井。（7）下伏栖霞茅口组强含水层：与含煤地层有400余米 的玄武岩相隔，对矿井充水影响不大，但当断层切割使其与含煤地层直接接触时，开采煤层应进行探放水。5、矿井涌水量根据贵州省地质矿产资源开发总公司2007年8月编制 的贵州省六盘水市钟山区大湾镇三鑫煤矿地质报告，该矿最小涌水量为5m3/h，正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为32m3/h。 6、水文地质类型根据各含隔水层水文地质特征、断层导水性及动态变化特征，区内地下水补给来源主要为大气降水，地表水及地下水排泄条件良好，周期性较明显。综上所述，本区水文地质类型属裂隙充水矿床，水文地质条件中等。3、瓦斯、煤尘及煤 的自然倾向性1）瓦斯（1）矿界范围内原有煤矿瓦斯涌出情况根据贵州省煤炭管理局文件：黔煤生产字20081504号对六盘水市2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告 的批复，三鑫煤矿矿井绝对瓦斯涌出量8.85m3/min，相对瓦斯涌出量为42.95 m3/t，鉴定等级为突出矿井。由专篇得知，开采1713m标高2#煤层时，采煤工作面 的相对瓦斯涌出量为39.10m3/t，掘进工作面 的绝对瓦斯涌出量为1.11m3/min，矿井 的绝对瓦斯涌出量为14.14m3/min，相对瓦斯涌出量为74.59m3/t。同理：开采1713m标高4#煤层时，采煤工作面 的相对瓦斯涌出量为42.06m3/t，掘进工作面 的绝对瓦斯涌出量为0.64m3/min，矿井 的绝对瓦斯涌出量为15.64m3/min，相对瓦斯涌出量为82.5m3/t。开采1713m标高5#煤层时，采煤工作面 的相对瓦斯涌出量为41.17m3/t，掘进工作面 的绝对瓦斯涌出量为0.58m3/min，矿井 的绝对瓦斯涌出量为15.14m3/min，相对瓦斯涌出量为79.87m3/t。开采1713m标高7#煤层时，采煤工作面 的相对瓦斯涌出量为19.35m3/t，掘进工作面 的绝对瓦斯涌出量为0.95m3/min，矿井 的绝对瓦斯涌出量为9.59m3/min，相对瓦斯涌出量为50.56m3/t。开采1713m标高8#煤层时，采煤工作面 的相对瓦斯涌出量为23.83m3/t，掘进工作面 的绝对瓦斯涌出量为0.66m3/min，矿井 的绝对瓦斯涌出量为9.95m3/min，相对瓦斯涌出量为52.46m3/t。开采1713m标高11#煤层时，采煤工作面 的相对瓦斯涌出量为9.13m3/t，掘进工作面 的绝对瓦斯涌出量为1.51m3/min，矿井 的绝对瓦斯涌出量为8.39m3/min，相对瓦斯涌出量为44.27m3/t。开采1648m标高4#煤层时，采煤工作面 的相对瓦斯涌出量为51.44m3/t，掘进工作面 的绝对瓦斯涌出量为0.48m3/min，矿井 的绝对瓦斯涌出量为18.03m3/min，相对瓦斯涌出量为95.08m3/t。开采1648m标高5#煤层时，采煤工作面 的相对瓦斯涌出量为51.36m3/t，掘进工作面 的绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min，矿井 的绝对瓦斯涌出量为17.89m3/min，相对瓦斯涌出量为94.37m3/t。开采1648m标高7#煤层时，采煤工作面 的相对瓦斯涌出量为24.66m3/t，掘进工作面 的绝对瓦斯涌出量为0.70m3/min，矿井 的绝对瓦斯涌出量为10.36m3/min，相对瓦斯涌出量为54.62m3/t。开采1648m标高8#煤层时，采煤工作面 的相对瓦斯涌出量为31.55m3/t，掘进工作面 的绝对瓦斯涌出量为0.52m3/min，矿井 的绝对瓦斯涌出量为11.88m3/min，相对瓦斯涌出量为62.65m3/t。开采1648m标高11#煤层时，采煤工作面 的相对瓦斯涌出量为12.36m3/t，掘进工作面 的绝对瓦斯涌出量为1.20m3/min，矿井 的绝对瓦斯涌出量为8.28m3/min，相对瓦斯涌出量为43.7m3/t。瓦斯涌出形式：该矿瓦斯涌出为普通涌出，瓦斯从煤层表面非常微细 的缝隙中缓慢、均匀而持久地涌出，首先是游离瓦斯涌出，而后是吸咐瓦斯解吸转为游离瓦斯涌出，这是该矿瓦斯涌出 的主要形式。矿井瓦斯来源分别来源于回采工作面、掘进工作面及采空区。A、回采工作面瓦斯涌出构成一是来自开采煤层瓦斯涌出，二是来自开采煤层影响范围之内邻近煤层瓦斯涌出，包括上邻近层和下邻近层。B、掘进工作面涌出瓦斯构成一是来自掘进巷道煤壁涌出，二是来自掘进落煤 的瓦斯涌出。C、采区瓦斯涌出量是指采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和。D、矿井瓦斯涌出量为全矿内全部生产采区和已采区（包括其它辅助巷道）瓦斯涌出量之和。2）煤层自燃 根据鉴定结果，2#、4#、5#、7#、11#煤层自燃倾向性属三类、不易自燃，8#煤层未鉴定，矿井按不易自燃矿井进行设计。但应及时对8#煤层取样鉴定进行。3）煤尘爆炸危险性：根据鉴定结果，矿井可采煤层，2#、4#、5#、7#、11#煤层均具有煤尘爆炸危险性，8#煤尘无鉴定资料，矿井按有爆炸危险性进行设计4）煤与瓦斯突出根据2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作 的意见：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区 的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定 的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。钟山区所在水城矿区被划定为突出矿区，三鑫煤矿矿区范围内 的8#煤层未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，因此，全部按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。三、矿井开拓开采现状（一）井田开拓矿井采用斜井进行开拓，布置有主斜井、副斜井、回风斜井三个井筒。主斜井铺设轨道运输煤炭，副斜井铺设轨道运输矸石、设备、材料并安设可摘挂式架空乘人装置运输人员（行车时摘下蹬座，进行矸石、材料、设备运输，架空乘人装置运行时，安上蹬座，运送人员），回风斜井安设主要通风机作专用回风。主斜井（为利用巷道）从矿井中南部11#煤层露头开口以29 的倾角施工至+1713m标高，然后施工运输石门至揭穿2#煤层；副斜井（为利用巷道）从矿井中北部2#煤层露头开口以29 的倾角施工至+1713m标高；回风斜井（为利用巷道）从矿井中南部11#煤层露头开口以29 的倾角施工至+1713m标高，在回风斜井内+1754m标高施工回风石门至揭穿4#煤层，然后顺煤层施工回风下山（为利用巷道）至1735m标高后沿煤层走向施工联络巷，再施工回风石门揭穿2#煤层；通过联络巷与主斜井、副斜井贯通形成一采区开拓系统。在2#煤层 的+1713m标高布置首采工作面 的运输巷、+1735m标高布置首采工作面 的回风巷，4#煤层 的+1741m标高布置掘进工作面 的回风巷、+1713m标高布置掘进工作面 的运输巷。在副斜井底部布置井底水仓和水泵房，水泵房底板 的标高为+1713.5m。主斜井井口坐标：X2961803，Y35459986，Z1825，=206,=29；副斜井井口坐标：X2962007，Y35459862，Z1838，=215,=29；回风斜井井口坐标：X2961940，Y35459944，Z1840，=193,=29。利用 的主斜井和回风斜井布置在最下面 的11#煤层中，井巷不压煤，利用 的副斜井布置在2#煤层中，一采区前期为减少工程量，开采2#和4#煤层时，利用原有 的副斜井运输人员，一采区后期开采5#、7#、8#、11#煤层时新掘副斜井，关闭原有副斜井，采用区段石门联合开采5#、7#、8#、11#煤层。矿井内2#与4#煤层之间 的层间距为8.0m，4#与5#煤层之间 的层间距为5.4m，5#与7#煤层之间 的层间距为10m，7#与8#煤层之间 的层间距为9.0m，8#与11#煤层之间 的层间距为20.0m，故将2#、4#、5#、7#、8#、11#煤层划分为一个煤组。矿井采用联合布置，联合开采。矿井划分为1个水平，2个采区。水平标高为1713m，水平以上为一采区；水平以下为二采区。二采区继续施工主斜井、副斜井、回风斜井至+1648m标高，贯通形成二采区 的开拓系统，通过石门揭穿4#、5#、7#、8#、11#煤层，然后布置回采和掘进工作面。（二）水平划分 矿井内2#与4#煤层之间 的层间距为8.0m，4#与5#煤层之间 的层间距为5.4m，5#与7#煤层之间 的层间距为10m，7#与8#煤层之间 的层间距为9.0m，8#与11#煤层之间 的层间距为20.0m，故将2#、4#、5#、7#、8#、11#煤层划分为一个煤组。矿井采用联合布置方式，划分为1个水平，2个采区。水平标高为1713m，1713m水平以上为一采区；水平以下为二采区（三）主要生产系统概况1、矿井通风1）通风方式：中央并列式。新鲜风流由主斜井、副斜井进入，乏风通过回风斜井排出。回采工作面和各掘进工作面均采用独立通风，采面采用“U型”通风，掘进工作面采用压入式通风。2）通风方法：机械抽出式3）选用型号为FBDCZ-6-NO14 的防爆轴流式通风机两台作矿井主扇，一台工作，一台备用。其技术参数为：风量14.839m3/s；静压：8202020Pa。 配套电机功率45kw2、电压380V/660V。4）掘进通风为压入式局扇通风，局扇型号：FBDNo5.6/211台2、运输系统1）运煤运矸系统采煤工作面（搪瓷溜槽）采面运输巷运输石门煤仓主井（箕斗）地面2）材料运输系统地面运输石门回风巷采面 3、排水系统本矿为斜井开拓，在副斜井底部布置井底水仓（副斜井井口标高约：+1838m，水仓标高：+1713.5m），采用水泵集中排水，将井下涌水量直接排至地面污水处理池进行处理利用或外排。4、压风系统现有 的两台（1台工作，一台备用）WBS-75A型螺杆式压缩机可满足要求，其技术参数为：电机功率：75kW，排气量13.0m3/min，排气压力0.80MPa。 使用压风自救时，其他耗风设备停止使用。矿井压风自救系统设置：采掘工作面每隔50m设置一组压风自救系统，其他地点每隔150m设置一组压风自救系统，共计21组。井下主斜井、运输石门压风管选用894.5mm 的钢管，其他地点 的压风管选用584.0mm 的钢管。5、供电系统电源矿井设计双回路供电。一回引自水矿集团顶拉煤矿6kV变电所，供电线路规格为LGJ50， 单回长约3km；另一回路由大湾镇10kV变电所至矿井，供电线路规格为LGJ50，单回长约5km。矿井地面高压输电线路电压为6kV和10kV，这里选择使用一台10kV/6kV降压器（需向变压器厂家专门订货）将10kV电压降至6kV。设计负荷该矿生产能力为9万吨/年，斜井开拓，全矿安装设备64台(件)，其中工作设备50台(件)；设备总容量1369.7kW，其中工作容量935.1kW；计算有功负荷为664.9kW，无功负荷583.1kar，视在负荷8891.1kVA，矿井年耗电3324500kwh，综合电耗为36.94kW.h/t煤。矿井电力负荷统计见表8-1-1。6、防尘系统由主立井附近250m3 的水池向井下供水，主管采用DN80钢管，共500m，主管由副井到采煤工作面运输和回风巷，掘进工作面运输和回风巷，支管采用DN50钢管，共400m；井下配有防尘管网、洒水及喷雾装置，设施齐全。7、通讯系统1）行政通信在矿调度室安装与本地通信网络相通 的直拨电话。2） 生产调度通信设计选用DDK3A型矿用型调度交换机。井下通过安全栅成为本安型通信，井下和地面 的重要部门可设置成直通用户。（2）井下通信由主斜井铺设两根通信电缆，在井下用联络电缆将两根电缆相连接构成迂回通道，当任一条电缆出现故障时，可迅速转接保证井下主要电话用户 的通信。井下话机选用与DDK3A调度总机相配套 的HAK1型本安自动按键话机。在地面变电所、井底车场和采掘工作面等地点应安装电话。地面通风机房、地面瓦斯泵房、地面变电所 的电话应能与矿调度室直接联系。8、监控矿井装设有KJ90NA瓦斯监控系统，监控系统地面中心站配置监控主机IPC6102台，数据库服务器2台，井上、下共设置8个监测分站，分别对井下空气中甲烷、CO、CO2、粉尘、温度以及井上下主要设备（主要通风机、主排水泵、瓦斯抽放泵等）开停、主要风门开闭等进行监测监控。系统可实现对各类传感器 的数据采集、实时处理、打印、存储、显示、控制，实现瓦斯断电仪和瓦斯风电闭锁装置 的全部功能。9、瓦斯抽放系统矿井高负压系统利用二台（一台工作、一台备用）2BE1-303型真空泵，590rpm(min-1)，传动形式为皮带，供水量5.1m3/h，电机功率为75kW，电压660 V /380V。瓦斯泵工况点参数为：Q=53.33m3/min、H52.5KPa。矿井低负压系统利用现有 的二台（一台工作、一台备用）2BE1-303型真空泵，590rpm(min-1)，传动形式为皮带，供水量5.1m3/h，电机功率为75kW，电压660 V /380V。瓦斯泵工况点参数为：Q=53.33m3/min、H68KPa。管路布置为：高负压由瓦斯泵房经回风斜井到井下，敷设DN250mm主管、DN200mm、DN100mm支管至各钻场，相应 的附属设施组成抽放系统；低负压由瓦斯泵房经回风斜井到井下，敷设有DN250mm主管至采面上隅角，相应 的附属设施组成抽放系统。四、瓦斯治理 的必要性和可行性（一）瓦斯治理 的必要性煤矿瓦斯事故是制约煤矿企业安全发展、可持续发展和安全稳定 的突出问题，煤矿必须认识瓦斯治理 的重要性和必要性。 我矿现在开采 的煤层都为突出煤层，开采深度已经达始突深度，这些因素严重制约 我矿 的安全生产，为止， 我矿瓦斯治理工作更显得事在必行。（二）瓦斯治理可行性为切实搞好瓦斯综合治理，煤矿要认真严格贯彻“安全第一、预防为主、综合治理” 的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产” 的瓦斯治理工作方针，切实建立健全“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，紧紧抓住矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现场管理四个关键环节，根据本矿井 的安全生产条件及危害因素分析，采取行之有效 的针对措施，坚持标本兼治、重在治本，进一步完善瓦斯治理结构，落实瓦斯防治管理制度，提高装备水平和提高矿井防治瓦斯灾害能力，建立健全稳定可靠 的矿井通风系统，科学合理 的瓦斯抽采体系，有效管用 的监测监控网络和严格规范 的现场管理制度。矿井瓦斯事故是可控、可防、可治 的。（三）瓦斯治理 的主要内容根据 我矿现状和存在 的主要问题， 我矿瓦斯治理 的主要内容为： 优化通风系统，合理 的进行生产布局，坚持开采解放层，加强瓦斯抽放系统 的管理和使用，加强瓦斯监测监控系统 的管理和使用，严格按防治煤与瓦斯突出规定切实抓好防突工作，切实搞好“一通三防”管理，合理组织生产，坚持采用正规采煤方法，进一步完善其它相关安全系统，加强现场监督管理，建立健全并认真落实瓦斯治理各项管理制度。五、瓦斯治理方案（一）通风系统治理方案1、采掘部署合理 （1）采区划分本矿划分为二个采区，+1713m标高以上为一采区，+1713m标高以下为二采区。先采一采区，后采二采区。故矿井采区划分合理。（2）采煤方法采煤工作面设计采用炮采工艺，煤电钻打眼，全部跨落法管理顶板，单体液压支柱支护。2、通风可靠（1）矿井通风现状从主立井和安全出口井进风，从回风立井回风，矿井总进风量Q=1573m3/min，矿井总回风量为Q=1854m3/min。（3）通风设施1）井下通风设施布置主要进、回风巷之间 的每个联络巷中，均构筑永久性风门；构筑风门时要求设两道连锁 的正向风门和两道反向风门。采空区必须及时封闭。工作面开采结束后，必须在所有与采区相通 的巷道中设置密闭墙，全部封闭采空区。控制风流 的风门、风墙、风桥、风窗等设施必须可靠。严禁在回风流中构筑调节风流 的设施。2）确保风流稳定严格按设计施工井巷断面。确保巷道有足够 的通风断面。在各通风网路上，应按设计和需要安设风门、调节风窗和密闭等通风构筑物，应尽量减少通风设施 的数量。并随生产 的推进进行及时调整，风门必须设置联锁装置。要确保各用风地点 的风量、风速符合煤矿安全规程 的规定，确保风流稳定。及时清除巷道 的杂物和障碍，尽量避免在主要进回风巷道内停放矿车，堆放材料及其它物品，确保风流畅通。各采掘进工作面及硐室都必须实现独立通风。3、风量计算及分配 、按井下同时工作最多人数计算：Q=4N式中：4每人每分钟供风标准，m3/minN最大班下井人数，按60人计（包括检查人数5人）K风量备用系数，取1.25计算得：Q=460240m3/min，即4.03/s。、按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量 的总和计算：Q矿井(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)Kc 式中：Q采采煤工作面实际需要风量总和，m3/sQ掘掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；Q硐硐室实际需要风量 的总和，m3/s；Q其它矿井除了采煤、掘进和硐室地点外 的其它井巷需要进行通风 的风量总和，m3/s；Kc风量备用系数，取1.25。、采煤工作面实际需风量：i、矿井按煤与瓦斯突出矿井管理，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳） 的浓度不超过1 的要求计算： Q采100q采KCH41002.251.8405（m3/min）式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/min；q采矿井开采11#煤层，经计算需风排绝对瓦斯涌出量2.251m3/min，KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数，为普采工作面，取1.80。ii、按炸药使用量计算：Q采 = m3/min式中 AC采煤工作面一次使用最大炸药量，取8.1kg；b每公斤炸药爆破后生成当量CO 的量，根据炸药爆破后 的有毒气体标准，取b=0.1 m3/kg；t通风时间，一般取2030min，取t=20 min；c爆破经通风后，允许工人进入工作面 的CO浓度，一般取c=0.02%。计算得Q采 = 258.1 =202.5m3/miniii、按回采工作面同时作业人数计算：每人供风4m3/min：Q采4N428 112（m3/min）；式中 4每人每分钟应供给 的最低风量，m3/min；NC采煤工作面同时工作 的最多人数为28人。iv、按工作面温度选择适宜 的风速进行计算：Q采60VCSCKi601.05.921.0356（m3/min）式中：Vc回采面适宜风速，取1.0 m/s（回采工作面温度低于20度）；Sc采煤工作面 的平均有效断面积，（4.2+3.2）/21.6=5.92 m2Ki工作面长度系数，取1.0。v、按风速进行验算：取Q采max552、202.5、112、356600.25S Q采604S即:600.25 m/s5.92 m2 778604 m/s5.92 m2 89 m3/min 405 m3/min 1421m3/min采煤工作面取Q采405m3/min。满足风速验算 的要求。经计算，Q采max 405、202.5、112、356552m3/min，并且满足风速验算 的要求。采煤工作面取Q采405m3/min，即6.75m3/s。矿井共一个采煤工作面，取6.8m3/s。、掘进工作面需风量计算i、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：Q掘 100q掘Kd式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/minq掘掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，经计算绝对瓦斯涌出量0.441m3/min；Kd瓦斯涌出不均衡通风系数，煤掘工作面Kd=1.82.0,取1.8；Q掘 100q掘Kd1000.4411.879.38m3/min=1.323m3/sii、按炸药使用量计算：Q掘Ajb/(tc)=25Aj式中：Aj掘进工作面一次爆破所用 的最大炸药量，取5.25kg；b每公斤炸药爆破后生成 的当量CO 的量，取0.1m3/kg；t通风时间，一般不少于20min即1200s，取1200s；c爆破经通风后，允许工人进入工作面 的CO浓度，一般取c0.02%。故：Q掘255.25=131.25m3/min=2.188 (m3/s)iii、 按局部通风机吸风量计算：Q掘QfIkf式中：Qf掘进工作面局部通风机吸风口吸风量，取Qf=180m3/min=3.0m3/s；I掘进工作面同时运转 的局部通风机台数，取1台；kf为防止局部通风机吸循环风 的风量备用系数，取1.34故：Q掘311.34=4.02(m3/s)iv、按工作面最多作业人员数量计算：Q采4nj/60=0.067nj式中：nj掘进工作面同时工作 的最多人数，取9人。故：Q掘0.0679=0.6 (m3/s)经以上各项计算后，取所得风量 的最大值，故：Q掘4.02m3/s，故单个掘进头取Q掘4.02m3/s。全矿井共有2个掘进头，故：Q掘=24.02 m3/s =8.04 m3/s，取8.1m3/s。取12.0m3/s。、独立通风硐室：井下机电硐室布置在进风巷道中,且距离进风口小于6m，可以进行扩散通风。、Q其它其它行人和维护巷道所需风量之和,按以上三项之和 的5%考虑。经计算：Q其它（6.8+8.1）5%=0.94m3/s,取1.0m3/s。则：Q矿井（6.8+12+1+1.0）1.2=23.76m3/s 故矿井总风量为23.8 m3/s3、矿井总风量：矿井所需总风量取以上算法最大值，Qmax=23.8m3/s，则全矿井总配风量取23.8m3/s。根据以上风量计算结果，矿井总配风量取23.8m3/s，主斜井配风20m3/s，副斜井配风1.8 m3/s,行人斜井配风2 m3/s，回采工作面配风,6.8m3/s，单个掘进工作面配风4m3/s，其他巷道配风1.0m3/s。4、风量分配：、分配原则：确定矿井总风量后，应将其分配到各用风地点，其分配原则主要是：、分配到各用风地点（包括回采面、掘进面、硐室等） 的风量，应不低于计算风量；、为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定 的风量；、风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足煤矿安全规程(2010年版) 的各项要求。、分配方法：、确定矿井总风量后，首先按照采区巷道布置图给回采工作面、掘进工作面、硐室分配风量；、从总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量，余下 的风量按采区产量、采掘面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例将这部分风量分配到其他用风地点，用于维护巷道和保证行人安全。4、通风设施及降低风阻、防止漏风 的措施（1）根据通风需要，安设风门、调节风门；（2）安设两道风门时，必须保证两道门不同时开启，以造成风流短路；（3）勿在巷道内堆放杂物，保证巷道 的有效断面；（4）严格按设计掘进、支护巷道，已保证巷道断面尺寸；（5）加强对各种通风设施和巷道 的日常管理。（6）对相邻巷道 的掘进时，尽量减少放炮震动，同时注意加强支护，防止岩体（煤体）松动或破碎，以有效防止漏风；（7）加强对各通风设施 的管理，对应密闭 的地点应采用构筑物或永久密闭装置密闭，以保证满足通风及其它功能需要：（8）加强各通风设施 的日常管理，保证设施满足设计和使用功能 的需要。（二）防尘供水系统治理方案矿井 的地面工业水池通过经副井进入井下，向各采、掘工作面和其他各用水点提供用水。工作面和掘进头必须均采用湿式凿岩（煤），同时在各转载点设置鸭咀喷雾降尘。运输巷设洒水器形成喷雾水幕降尘：地面生产系统贮、装、运等起尘点进行洒水降尘。回风巷 的消防洒水管路设置三通阀门，定期清扫、冲洗浮煤并运出。调整采掘面、井巷 的风速可以减少粉尘飞扬、煤矿应配备粉尘采样器、呼吸性粉尘测定仪、矿用个体粉尘采样器、压风呼吸器、呼吸性粉尘采样器等设备。在采区回风巷设置 的隔爆水棚。（三）防灭火系统治理方案1、 内因火灾预防 根据自燃发火期确定防治措施。若煤层自燃发火期超过回采工作面回采煤量 的开采时间，应采用采完后打密闭墙、封闭采空区 的方法防治煤层自燃。开拓开采方面 的措施：合理 的开采布署开采布署应为预防煤层自燃创造基本条件，原则上不设计联合布置、邻带同时开采，避免上、下煤层 的采空区和邻带煤层导通后漏风，引起煤层自燃。结合本矿煤层赋存特点，可采用“扒皮式”开采。合理 的开拓布置对煤 的自燃要以防为主，尽量简化采区巷道布置，减少辅助性巷道。主立井、主要运输大巷、集中回风巷、总回风巷和采区石门巷道、材料斜巷均应布置在煤层底板岩性较好 的砂岩中。合理 的开采顺序井下采面 的开采顺序为下行式，相邻区段尽量少打横穿小眼，并确保横穿小眼不漏风。 合理 的采煤方法回采工作面采用后退式回采，U型通风方式，采空区漏风小，加快开采进度，减小采空区氧化带面积，加大窒息带面积。采区和回采工作面回采结束后，一个月内必须全部撤出设备，进行永久封闭。根据煤层自燃发火期来确定采区 的开采期限，从而确定采区 的开采尺寸。2、 外因火灾预防（1）进风井筒及井下建筑物，井底车场必须采用不燃材料支护建筑，各水平 的井底连接处，主要绞车道同主要运输巷道、回风巷道 的连接处，井下机电硐室，都必须用不燃材料进行支护。（2）进风井口必须设置防火铁门，以防止地面火灾波及井下。（3）矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统，井下消防管路系统应每隔50m设置支管和阀门。（4）矿井必须制定井上下防灭火措施，并对全体职工经常进行防灭火知识 的教育。（5）设置井上消防器材库，消防库设在副井消防材料库内，存放足够 的消防器材。（6）井下使用 的矿灯必须符合规定，井口房和通风机房20m不得用烟火或用火炉取暖。井下严禁使用灯泡和电炉取暖。（7）在井下和井口房，严禁采用可燃材料搭设临时操作间、休息间。（8）严禁携带烟草及点火物品入井，严禁井下吸烟。（9）井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内电焊、气焊和喷灯等工作，每次必须制定专项安全措施。（10）预防机械摩擦起火：经常检查设备 的运转情况，做好井下设备 的维护保养工作，保持运转部位 的清洁，及时加注安全可靠 的润滑油，使其保持良好 的工作状态。（11）预防爆破引起火灾，严禁不装或少装炮泥爆破，严禁使用矸石、煤粉代替炮泥封堵炮眼，坚持使用水炮泥，严禁放糊炮、放明炮。（12）预防电气火灾，井下所有电气设备 的选择、安装、使用和维护都必须严格遵守规程 的有关规定，应正确选用过负荷继电器、熔化保险器和漏电继电器，以便在电流短路，过负苻或漏电时切断电源。消灭电缆中 的“鸡爪子”、“羊尾巴”、“明接头”。（13）井下和硐室内不准存放汽油、柴油和变压器油等，井下用过 的润滑油、棉纱布头等，必须集中存放保管在加盖 的铁桶内，不准乱扔乱放。（14）严格执行煤矿安全规程和有关规定。（四）瓦斯抽放治理方案1、 采煤工作面瓦斯抽放1、本煤层预抽由运输巷向煤层打钻，可起到预抽及采动卸压抽 的作用。预抽开采煤层瓦斯，并通过抽放瓦斯管路将抽出 的瓦斯输送到瓦斯抽放站。2、巷道掘进先抽后掘在巷道两帮施工钻孔进行预抽，做到先抽后掘。3、顶板穿层抽放开采2#煤层时，利用2#煤层回采巷道作为瓦斯抽放巷，在2#煤层回采巷道内布置钻孔抽放4#煤层瓦斯。开采4#煤层时，利用4#煤层回采巷道作为瓦斯抽放巷，在4#煤层回采巷道内布置钻孔抽放5#煤层瓦斯,依次类推。要求预抽时间不小于9个月。4、采空区埋管抽放采用从瓦斯泵房铺设瓦斯管至采面上隅角,从里往外每隔30米安设一个三通，在三通位置另接一段58m管子至上隅角，不用时先用堵板堵好，当采面推到三通位置时，在三通周边架设木垛将三通短节护住，以防止顶板垮落时压坏三通短节，待采面推到三通位置时，再将堵板取掉，堵上原抽放管，这样在瓦斯抽放泵 的作用下就可以直接抽放上隅角 的瓦斯。5、老空区密闭抽放对于已采完 的老空区如果瓦斯涌出量大，向邻近工作场所涌出瓦斯时，可以采用密闭抽放。（五）抽放巷道选择和布置根据该矿选择 的抽放方法，先抽后掘选择在掘进工作面，本煤层预抽选择在采面运输巷，顶板穿层抽放选择在上部煤层巷道，采空区埋管抽放选择在采面工作面采空区,老空区密闭抽放选择在已采完 的老空区。（六）钻孔布置、钻孔参数1、掘进工作面先抽后掘在掘进工作面两帮施工钻场，每组钻场在煤巷两侧布置，相邻两个钻场之间 的距离为30m，控制范围为巷道上帮9m，下帮6m，钻孔必须超前于掘进工作面20m。煤巷掘进抽放钻场和钻孔布置见图341。图3-4-1 掘进工作面钻孔布置示意图2、本煤层预抽在回采工作面运输巷实施本煤层顺层钻孔预抽。在运输巷沿煤层倾斜方向每隔5m布置一个顺层抽放钻孔，运输巷钻孔深度50m。回采工作面本煤层预抽钻孔布置详见图3-4-2。图3-4-2回采工作面本煤层预抽瓦斯钻孔布置图 封孔工艺及钻孔与管路连接与掘进工作面钻孔相同，钻孔内抽放管选用长8m直径25mm 的铁管，为防止堵塞，抽放管顶端钻10个直径10mm小孔，最好用双层铁筛网包扎好。用聚氨酯封孔，封孔长度68m以上。3、顶板穿层钻孔开采2#煤层时，利用2#煤层回采巷道作为瓦斯抽放巷，在2#煤层回采巷道内布置钻孔抽放4#煤层瓦斯。开采4#煤层时，利用4#煤层回采巷道作为瓦斯抽放巷，在4#煤层回采巷道内布置钻孔抽放5#煤层瓦斯,依次类推。要求预抽时间不小于9个月。钻场布置：在回采工作面 的运输巷、回风巷 的上帮每隔50m左右施工一个钻场，钻场 的规格为长宽高=431.8 m，采用工字钢支护。（投产时期，工作面长度约为40m且已形成，因此，只需在工作面运输巷布置钻场即可。）钻孔布置：在运输巷 的每一个钻场内布置30个穿层抽放钻孔（共6排，每排5个），钻孔深度以打穿煤层为准，回风巷 的每一个钻场内布置20个穿层抽放钻孔（共4排，每排5个），钻孔深度以打穿煤层为准，钻孔布置示意图见图343。图3-4-3 穿层钻孔布置示意图4、采空区埋管抽放采用从瓦斯泵房铺设瓦斯管至采面上隅角,从里往外每隔30米安设一个三通，在三通位置另接一段58m管子至上隅角，不用时先用堵板堵好，当采面推到三通位置时，在三通周边架设木垛将三通短节护住，以防止顶板垮落时压坏三通短节，待采面推到三通位置时，再将堵板取掉，堵上原抽放管，这样在瓦斯抽放泵 的作用下就可以直接抽放上隅角 的瓦斯。上隅角埋管抽放布置示意图见图344。图3-4-4 留管抽放布置示意图5、老空区密闭抽放对于已采完 的老空区如果瓦斯涌出量大，向邻近工作场所涌出瓦斯时，可以采用密闭抽放。图3-4-5 采空区密闭抽放布置示意图6、封孔工艺钻孔采用聚氨酯封孔，对于井下封孔而言，主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成 的孔为封闭孔，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后 的强度，可塑性等均有一定 的要求。可选用聚氨酯封孔材料，在钻孔内6.47.5m深度封孔，钻孔密封段长度仅1m，既能保证密封严密，又可节省封孔材料。该聚氨酯封孔材料膨胀倍数20倍以上，聚氨酯发泡均匀、细小，孔隙又不联通，还有可塑性，适于动压区封孔；在抽放瓦斯负压6080KPa、正压2MPa下，钻孔密封严实不漏气。聚氨酯封孔采用卷缠药液法，缠药方法及钻孔内封孔管结构如图346所示。抽放管为内径25mm 的焊缝钢管，长为8m，在管前端焊上铁档板，套上木塞和橡胶垫圈，距前端橡胶垫圈1m处，再套上木塞和橡胶垫圈，并用铁线缠紧固定，在1m间距内 的抽放管上固定一块毛巾布（1m0.7m）。封孔操作程序为：先称出封一个孔 的甲、乙组成药液，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色变为乳白色时，停止搅拌，将药液均匀倒在毛巾布上，边倒药液边向抽放管上卷缠毛巾布，并把卷缠好药液 的封孔管迅速插入钻孔，大约5分钟后，药液开始发泡膨胀，20分钟后停止发泡，逐渐硬化固结。为了避免封孔管晃动影响封孔质量，孔口处用木塞楔紧。封一个钻孔 的聚氨酯用量约为1Kg左右。钻孔与管路 的连接：聚氨酯封孔1小时后，便可与抽放管路连接。钻孔与管路连接处应设置流量计和阀门。钻孔封孔器与抽放管路 的连接如图3-4-7所示。连接管采用胶管。预抽一定时间后，根据抽放量 的大小决定停止抽放 的时间，继续向前掘进，掘进到距钻底5m左右 的超前距时，停止掘进，重新打钻孔抽放瓦斯，如此反复循环。图346聚氨酯缠药方法及封孔管结构示意图图347掘进工作面钻孔与抽放瓦斯管路连接示意图（五）其他安全技术措施1、检测监控方面 的措施 我矿安设了瓦斯检测监控系统，对井下所有 的采掘工作面、硐室、特殊地点井下24小时实时监控。要求做到：（1）在井下各采煤工作面、煤巷掘进头等瓦斯可能聚集地点，设置瓦斯指示报警装置，从矿井地面监控室内可连续监测全矿井瓦斯变化情况。（2）在生产中，要组织专职人员及时封闭废弃 的盲巷及采空区，对暂不利用巷道应封闭或挂危险牌，加强对这些地方 的瓦斯监测，防止瓦斯聚集。对回风巷道中聚集 的煤尘应组织专人按期清扫，消除瓦斯煤尘爆炸隐患。（3）坚持瓦斯浓度按0.8%断电管理制度。矿井配备足够 的瓦斯检测仪器，加强临时监测（4）采、掘工作面当班班长必须携带便携式瓦斯监测报警仪，将其悬挂在采煤工作面回风隅角或掘进迎头不大于5m处，一旦出现瓦斯超限现象，立即停止作业、撤出人员、切断电源，汇报矿领导，制定专门措施处理2、矿井通风管理措施1）矿井必须有独立完整 的通风系统，必须确保矿井通风系统合理、稳定、可靠，系统风量符合有关规定要求。严禁矿井超通风能力生产。2）矿井采掘设计需考虑合理 的通风系统，尽量避免不合理 的串联风，若布置独立通风确有困难，必须制定安全技术措施，经矿总工程师批准并报公司备案，突出煤层严禁串联通风。3）凡改变矿井、采区内通风系统时，必须预选制定计划、方案和安全技术措施，通风科报安全措施必须经安检、技术、机运审批，并报矿总工程师批准方可实施，否则按事故追查处理。4）掘进巷道贯通，一般巷道贯通相距20m前，突出煤层