瓦斯治理方案

v1.0可编辑可修改v1.0可编辑可修改、煤的工业用途根据各煤层的化学性质和工艺性能，井田各煤层均具有广泛用途，可用于动力用煤，民用煤，火力发电，一般工业锅炉用煤，可作高喷吹燃料，可用于小型高炉炼铁、竖式石灰窑烧制石灰，水泥回转窑用煤，经洗选后可制碳素材料或制造电石及深加工，煤矸石可考虑作烧制砖等。四、瓦斯、煤尘、煤层自燃及地温、顶底板、煤与瓦斯突出（一）、瓦斯瓦斯等级鉴定情况：2012年度纳雍县焦硐煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为min；2014年度纳雍县焦硐煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为min，属瓦斯矿井。（二）、煤尘根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提交的纳雍县焦硐煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，M25、M28、M30煤层煤尘无爆炸性。（三）、煤的自燃倾向根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提交的纳雍县焦硐煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告，M25、M28、M30煤层煤炭自燃倾向性属三类不易自燃。（四)、煤与瓦斯突出危险性我矿于2013年10月委托中煤科工集团重庆研究院有限公司做了M25号煤层的突出鉴定，鉴定结果为：本矿M25煤层在+1519m～+1598m标高鉴定范围内无煤与瓦斯突出危险性。（五）煤层顶、底板M25号煤层：顶板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩；底板为泥质粉砂岩、泥岩。M28号煤层：顶板为细砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩；底板为泥质粉砂岩、泥岩。M30号煤层：顶板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩；底板为泥质粉砂岩、泥岩。五、水文地质矿区及周边地区位于复杂构造变形区和毕节北东向构造变形区交汇部位。具体位于纳雍东西向构造带西缘，以支塘向斜北翼一次级向斜(大营上向斜)西段扬起端，从南往北，地层走向北西-近南北-北东向，倾向北东-东-南东，倾角一般5-25°。向斜轴向南东，延长约6km，宽约5km，核部出露最新地层为三叠系（飞仙关组），两翼由二叠系地层组成。矿区位于云贵高原乌蒙山区，最高点位于矿区南东侧的化作林场至萝卜寨中间地段，海拔标高，最低点位于矿区北侧的大坪子-穿洞一带北侧，海拔标高1530m。属高原侵蚀地貌，地形切割强烈，相对高差236m左右，属高原低中山地貌。地下水类型主要有岩溶水和基岩裂隙水。岩溶含水层主要为二叠系中统茅口组（P2m）、三叠系下统永宁镇组（T1yn）、三叠系下统关岭组（T1g），广泛出露于矿区东部与西部，地下水类型主要为岩溶管道型，富水性强，地下水补给源主要为大气降水，其次为地表水；基岩裂隙含水层主要有三叠系下统飞仙关组（T1f）、二叠系上统龙潭组（P3l）、二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3β）等，以碎屑岩、喷出岩为主，富水性普遍较弱，局部地段中等。第四系松散层零星分布，厚度薄，仅季节性含水，且富水性弱。勘查区属长江流域乌江水系六冲河汇水范围。地下水流向总体向北东方向径流，最终汇入六冲河。与矿床充水有关的含水层为P3l，属裂隙含水层，补给条件差，径流途径短，富水性弱，具当地补给当地排泄特点。矿区内大部分矿体位于当地最低侵蚀基准面以上；地质构造复杂程度中等；充水源地下水以基岩裂隙水为主，直接充水含水层富水性弱，顶板直接充水含水层富水性弱；地形有利于自然排水。但是该矿山存在较大规模的积水老窑采空区，老窑积水量是今后矿山防治水患的主要对象。根据现行规范的划分标准，结合矿山实际水文地质情况，矿床水文地质勘查类型可划归为第二类第一型第二级，即以裂隙含水层充水为主、顶板进水，水文地质条件中等的裂隙充水矿床。通过对焦硐煤矿范围内地表和井下的调查分析，矿井内无河流、水库等大型地表水体，矿井充水水源主要为地下水、地表冲沟水、老窑积水。六、对矿井地质勘探安全条件资料的评价（一）、勘探程度1、1972年贵州省六盘水煤田地质勘探公司地测队对纳雍县勺坐背斜北翼测区进行了1∶5万勘探找矿工作，并提交了《贵州省织金煤田纳雍地区普查找煤报告》，计算该区煤炭资源储量1248924千吨。2、1972～1976年贵州省地质局一○八队在该区开展了1∶20万区域地质调查工作，对区内地层、构造及煤矿作了初步了解和研究，提交了毕节幅《区域地质调查报告》。3、2000年12月由贵州省煤田地质局地质勘查研究院提交了《贵州省纳雍煤田地质图说明书》（1∶50000），对纳雍县境内龙潭组煤系、煤层及煤质作了进一步的系统研究。4、2006年11月，贵州省地矿局一一三地质大队对焦硐煤矿开展地质普查工作，完成工作量主要有1∶5000地质简测及1∶5000水工环地质调查，剥土及编录2条共2363m2，老硐及编录9个共，煤层取样及测试等。并提交的《贵州省纳雍县焦硐煤矿普查地质报告》；贵州省国土资源厅文件（黔国土资储备字[2007]6号）：“关于《贵州省纳雍县焦硐煤矿普查地质报告》矿产资源储量评审备案证明”及“《贵州省纳雍县焦硐煤矿普查地质报告》矿产资源储量评审意见书”。备案情况：截至2006年10月21日止，通过评审的煤层分别为M25、M28、M30三层可采煤层(对应本报告中的M25、M28、M30煤层)，通过评审的资源量为：原煤资源量总量310万吨，其中推断的内蕴经济资源量（333）147万吨，预测的潜在资源量（334）为163万吨。截至2012年10月31日，准采范围（+1500—+1650m标高）内保有(111b+122b+333)资源/储量为855万吨，其中：(111b)类别为178万吨，(122b)类别为218万吨，（333）类别为459万吨。第二章矿井开拓开采现状第一节矿井开拓开采概况一、矿井开拓布置二采区采用平硐开拓，布置主平硐、行人进风平硐、回风斜井三个井筒。主平硐担负煤炭、材料、设备及矸石的运输任务，采用电机车运输，同时兼进风和行人及矿井的安全出口。设置有排水沟，同时井筒内设有通讯、照明及信号电缆；行人进风平硐担负行人、进风及矿井的安全出口；回风斜井担负矿井的回风任务，布置瓦斯抽放管路等设施。二、采煤方法1、采煤方法和采煤工艺矿井地质构造中等；主采M25、M28、M30号煤层，煤层倾角平均为6°，为近水平煤层。煤矿采用下行式开采，工作面采用走向长壁后退式回采，回采工艺为炮采，全部垮落法管理顶板。2、支护及顶板管理布置走向长壁工作面，后退式回采，沿走向推进，炮采工作面用DZ15－20/100型单体液压支柱和HDJA—1200型金属铰接顶梁支护，齐梁齐柱式布置方式，柱距，排距1m，“三、四”排控顶，最大控顶距为，最小控顶距为，放顶步距为1m，全部垮落法管理顶板。上下巷超前加强支护采用DZ15－20/100型单体液压支柱，从工作面煤壁往外10m范围内采用双排支护，往外10m-20m范围内采用单排支护。工作面组织形式为两班采煤，一班检修。3、落煤及运输方式工作面采用爆破落煤，工作面配备1台SGB420/30T型刮板输送机，运输能力80t/h，电机功率30kW；运输巷采用DTL80/30/2×30型带式输送机，运输能力300t/h，电机功率2×30kW。主平硐采用机车运输原煤。主要生产系统概况1、通风系统：通风方式为：中央并列式，采用FBCDZ№14/2×45型防爆对旋轴流式通风机二台，一台工作，一台备用。风量，风压684-1837PaPa。电机功率N=2×55kw。掘进工作面采用局部通风机进行压入式通风，有FBD-№.型局部通风机2台，功率为2×11kw，,一台工作，一台备用，风量为220-320m3/min；2×15kw局部通风机2台，功率为2×15kw，一台工作，一台备用，风量300-400m3/min。供电系统：1)供电电源概述我矿高压供电等级为10KV，电源一趟来自农场变电站10kV架空线路，长15km，线型为LGJ－50，T接；另一趟电源引自化作变电站10kV架空线路，长6km，线型为LGJ－35，T接。2）地面供电在行人进风平硐附近约100m处建一变电所，安装10KV高压开关柜13台，低压开关柜5台，采用真空断路器，其中2面进线，2台避雷，供地面用的变压器（S11-M-500/10）两台，供井下用电的变压器（KS11-200/10）两台，供井下局扇风机（S11-M-500/10、KS11-200/10）各一台。3）井下供电从地面高压开关引二回MYJV—3×50＋1×25矿用阻燃电缆到井下机电硐室，设XGN2-12型高压开关柜13台，KS11-200/10干式防爆变压器3台和S11-M-500/10干式防爆变压器3台，PGL低压馈电开关5台，井下变电所向井下各用电地点配送点。3、运输系统（1）.运输设备1）、主平硐主平硐采用电机车作为运输，电机车型号：CTY5/运输原煤。2)、二采区运输下山采用绞车提升，绞车型号为：JTKB-1×；电机功率：37KW。3)、掘进工作面运输巷掘进工作面运输巷采用DTL80/30/2×30型带式输送机+SGB420/30T型刮板输送机运输煤矸石。5)、回采工作面采面运输巷采用皮带+刮板输送机运输。4、排水系统：矿井正常涌水量为10m3/h，矿井最大涌水量为20m3/h。主副水仓有效容量为m3；本矿二采区为平硐暗斜井开拓，采用一级排水，在二采区运输下山与行人下山底部+标高修建主、副水仓、水泵房、管子道，在二采区运输下山内安设排水管，用水泵将矿井涌水排至主副平硐水沟内，并经水沟流到处理池进行处理。采用两台155DF-30×3型离心泵作矿井主要排水设备,水泵流量155m3/h，扬程150m，防爆电机功率75KW；另一台125DF-25×7型矿用多级分段式离心泵，其流量为101m3/h，扬程为150m，配套电机功率55kW，主管径为内径Φ=150mm的排水管，另一趟管径为内径Φ=100mm的排水管。正常涌水量时1台工作，1台备用，1台检修；最大涌水量时2台同时工作，1台备用。5、抽放系统：2BEA-253型号的低负压瓦斯泵两台，电机功率为55kw；2BEA-303型号高负压两台，电机功率为75kw；高、低负压水环式真空泵作为矿井的瓦斯抽放泵，其技术规格性能如下：最大抽气量30m3/min。瓦斯泵数量为四台，高、低负压各两台，其中均为一台运转，一台备用，瓦斯抽放泵站设在风井附近。矿井设计采用回采工作面先抽后采、采空区埋管抽放、掘进工作面先抽后掘等的瓦斯抽放方法。瓦斯抽放方式主要有煤层预抽和采空区埋管抽放。配备ZDY-750型液压钻机3台，其钻进深度为150m，开孔直径75mm，终孔直径不小于87mm，给进方式为液压传动。6、井下压风自救系统:采用地面已安装两台空压机，一台LG-20/8G型螺杆式空气压缩机（排气量为20m3/min,额定排气压气为，电动机功率110kW，电压380V）；另一台FHOG-D75F型空压机（排气量为13m3/min,额定排气压气为，电动机功率75kW，电压380V）。正常生产时主要用作动力，当井下发生灾害时用作压风自救。下井压气部管选择内径108mm无缝钢管，凿岩机支管选择内径为50mm无缝钢管或相应管径的软管，混凝土喷射机支管选择内径为75mm无缝钢管或相应直径的软管。压风急救带组直接由主管接出。同时矿井的压风自救系统也利用该空气压缩机供风，同时井下配套的是压风急救袋组，矿井选用ZY-J型压风自救系统。7、供水系统:主平硐、行人进风平硐和回风斜井铺设GB8613-87系列φ108×4无缝钢管作为消防洒水主管，每隔50m设三通阀门；在回采工作面运输巷、回风巷及掘进巷道铺设GB8613-87系列φ89×无缝钢管作为洒水支管，回采巷道及掘进巷道每隔50m设三通阀门；其余巷道每隔100m设三通阀门。在各阀门处设置有管径为50mm的支管和阀门供设置水幕、自动喷雾、冲洗巷道等各种设备接用水使用。我矿供水施救系统采用独立式，供水水源为地面生活水池中的生活水，采用动压供水，水压不低于，主管采用φ108×4无缝钢管，支管采用φ89×无缝钢管。井下供水施救系统的管道应到紧急状态下需要供生活用水的所有位置。井下供水施救管网主要大巷每隔100m设置一组三通及阀门，工作面进出口位置、掘进巷道每隔50m设置一组三通及阀门。在每个支管起点附近位置设置控制阀。供水施救系统离压风自救装置距离不得超过1m。供水点前后2m范围无材料、杂物、积水等现象，需设置排水沟。需保证闸阀开关灵活，流水畅通，阀门不高于巷道底1m，以便于避灾人员使用，供水阀门手柄位于同一方向且与巷道平行。通讯系统：1）矿山与外部通讯联系设计矿井安装程控电话多部，以及移动、联通网络覆盖该矿区，移动电话信号稳定，能满足矿井对外联系。2）矿内通讯矿井内部井上、下通讯选用本质增安型选号报警电话，只需一趟电缆便可组成一套独立的通讯系统，电话线选矿用阻燃型HAK-1型电缆。井下电缆经行人进风平硐井口的室外分线箱引入。安全监测监控系统：安全监控方面该矿主要考虑瓦斯监控系统，地面设监控主机（KJ90N）一台，打印机一台，调度终端一台；安设瓦斯传感器、负压传感器、设备开停传感器、风速传感器、水位传感器等对矿井瓦斯、负压、设备开停、风速等进行监测监控。10、紧急避险系统：我矿紧急避险设施主要包括永久避难硐室、临时避难硐室。在主平硐和行人进风平硐设置一个永久避难硐室（已安装使用），在运输巷和回风巷内各设置一个临时避难硐室，并安设相应的供水、通讯、压风、监控等设施。11、井下人员定位系统矿井使用KJ249-F型人员定位系统。第三章瓦斯治理的必要性和可靠性一、瓦斯治理的必要性煤矿瓦斯事故是制约煤炭工业安全发展和可持续发展、影响地区和全省安全稳定好转的突出问题，煤矿必须认识瓦斯治理的重要性和必要性。我矿为瓦斯矿井，为了让巷道掘进和采面回采过程中不出现瓦斯超限事故，瓦斯治理便成为我矿的工作重心，也是采掘过程中必不可少的环节。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，瓦斯治理也是可行的。因此，煤矿要以更大的决心、更强的力度、更严的态度、更扎实的措施，锲而不舍地打好煤矿瓦斯治理攻坚战。三、瓦斯治理的主要内容根据我矿生产现状和存在的主要问题，我矿瓦斯治理的主要内容为：优化生产布局，以理顺完善通风系统为核心，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。第四章瓦斯治理方案第一节合理安排生产布局二采区主要由二采区运输下山、二采区行人下山和回风下山组成。主平硐（行人进风平硐）穿层（M30、M28、M25）布置，落平于M25号煤层顶板。回风斜井穿层（M30、M28）布置，落平于M28号煤层顶板。开采二采区利用主平硐和行人进风平硐作为二采区2个安全出口和进风巷，回风斜井作为二采区专用回风上山。1、采煤工作面巷道22502采煤工作面走向现已经回采剩下40米，22504采煤工作面已经形成，作为备采工作面，22502掘进掘进工作面的煤（经40刮板）→22502工作面运输运输巷（经刮板输送机和皮带）→22502运输巷→主平硐（电机车运输）→地面储煤厂。2、掘进工作面22503运输巷开口位置在二采区运输下山变坡点往下110m位置开口，沿M25号煤层底板按191°方位掘进，沿M25煤层走向掘进，按191°方位施工，掘进500m，然后施工切眼，与22503运输巷贯通，形成22503采面，并形成通风系统。22503工作面的矸石（刮板机和皮带）→22503运输石门（矿车）→二采区运输下山（绞车）→主平硐（电机车运输）→地面储煤厂。综上可知，本矿生产布局合理、可靠。第二节通风系统治理方案一、通风可靠焦硐煤矿矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式；主平硐和行人进风平硐进风，回风斜井作回风。主扇型号为FBCDZ№14/2×45型防爆对旋轴流式通风机二台，一台工作，一台备用。风量，风压684-1837Pa。电机功率N=2×45kw。二、确保风流稳定1、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，并随生产的进度进行及时调节补充，风门间应设置风门语音报警装置和风门开关传感器，并保证两道风门联锁。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。2、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。3、各采掘工作面均为独立通风。三、风量计算及分配（一）瓦斯涌出量根据《贵州省能源局文件》黔能源煤炭［2015］24号文关于对《关于请求审批毕节市2014年度煤矿瓦斯等级鉴定报告》的批复，焦硐煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为min；2012年度矿井绝对瓦斯涌出量为min，绝对二氧化碳涌出量为min。（二）需风量计算焦硐煤矿2016年设计一个采煤工作面，两个掘进工作面。1、按井下同时工作最多人数计算矿井需风量Q1=4NK=4×100×=480m3/min式中：N—井下同时工作的最多人数，人4—井下每人4m3/min的供风标准K—风量备用系数，取K=2、按各用风地点的实际需风量计算矿井需风量（1）22502回采工作面所需风量的计算①按瓦斯涌出量计算Qa1=125·qa·Ka=125××=式中Qa1—采煤工作面需要风量，m3/min；qa—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，2014年最大为min；Ka—采煤工作面因瓦斯（二氧化碳）涌出量不均的备用风量系数，一般机采工作面取～；炮采工作面取～，取。②按工作面气温与风速的关系计算Qa2=60·Va·Sa·Ka=60×××=³/min式中Va—采煤工作面适宜风速，~s，取1.,5m/s；Sa—采煤工作面平均断面积，Sa=（+）××=；Ka—采煤工作面长度风量系数，取；③按炸药使用量计算Qa3＝25Aa=25×=³/min式中Aa—采煤工作面一次使用最大炸药量。截煤机截槽后采用单排眼震动爆破，一次爆破45m，炮眼间距，每个炮眼深，每个炮眼装药，共计30个炮眼，一次爆破使用的最大炸药量30×＝。④按工作面同时工作的最多人数计算Qa4=4·na·Ka=4×40×=192m³/min式中4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；na—采煤工作面同时工作的最多人数,40人；Ka—矿井通风系数，取。⑤按风速进行验算根据规定，按回采工作面最低风速s、最高风速4m/s的要求进行验算，即回采工作面风量应满足的条件：×60×Sa≤Qa≤4×60×Sa即×60×≤Qa≤4×60×亦即（m3/min）≤Qa≤（m3/min）式中：Sa—采煤工作面平均断面积（m2），㎡。根据以上计算，取其中最大值，则22501采煤工作面需风量Qa为min。（2）22503运输巷掘进工作面所需风量的计算①按瓦斯涌出量计算Qb1=125·qj·Kj=125××=³/min式中Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min；qj—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，2014年为min；Kj—掘进工作面因瓦斯（二氧化碳）涌出量不均的备用风量系数，通常机掘工作面取～；炮掘工作面取～。②按炸药使用量计算Qb2＝25Aj=25×=180m³/min式中：Aj—掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量。巷道断面²，采用菱形掏槽，一次爆破21个炮眼，其中掏槽眼5个（空眼1个），底眼4个，帮眼4个，顶眼4个，辅助眼4个，每个炮眼深2m，每个炮眼装药掏槽眼、底眼每眼450g，顶眼、帮眼辅助眼每眼300g，即一次爆破使用的最大炸药量8×450+12×300＝7200g（）③按局部通风机的吸风量计算Qb3=Qf×I×kf=200×1×=250m³/min式中Qf—掘进工作面局部通风机的风量，本矿采用FBD№2×11型局部通风机，该局部通风机的风量为200～420m3/min，取该通风机吸风量200m3/minI—掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台；kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般为～，取。④按工作面同时工作的最多人数计算Qb4=4·nj=4×10=40m³/min式中4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；nj—掘进工作面同时工作的最多人数，10人。⑤按风速进行验算根据规定，按半煤巷工作面最低风速s、最高风速4m/s的要求进行验算，掘进工作面风量应满足的条件：×60×Sb≤Qb≤4×60×Sb即×60×≤Qb≤4×60×亦即（m3/min）≤Qb≤（m3/min）式中：Sb—掘进巷道平均断面积（m2），运输净断面为㎡。根据以上计算，22503运输巷掘进工作面需风量Qb为250m3/min。（3）22503运输巷掘进工作面所需风量的计算22503运输巷为半煤巷，其断面、炮眼布置按照炮眼布置图，该掘进工作面所需风量的计算与22503运输巷掘进工作面风量计算相同，需风量为250m3/min。2个掘进工作面共需风量∑Qb=500m3/min。（4）独立通风硐室所需风量Qc的计算本矿需独立供风硐室仅为井下消防材料库（1个）。硐室供风量采用经验值60m3/min-80m3/min配风，井下消防材料库配风60m³/min，则Qc为60m3/min。（5）其它巷道所需风量其它用风巷道所需风量按采煤、掘进、硐室需风量总和的3～5%进行考虑，则Qd=(Qa+∑Qb+Qc)×5%=+500＋60)×5%=min。（5）矿井总风量Q2的确定Q2=（Qa+∑Qb+Qc+Qd）KW=（+500＋60+）×=min式中：Q2—矿井总风量，m3/minKW—矿井通风系数，可取～，本矿取3、矿井实际需风量井下同时工作的最多人数需风量为480m3/min，各用风地点需风量总和为m3/min，矿井实际需风量取其最大值，则为m3/min。4、矿井风量分配矿井配风量减去独立回风的硐室、巷道风量后，在满足风速要求情况下，采掘工作面风量按其需风量不少于前面计算需风量配风。因此，本矿生产采区风量分配如下：序号配风地点名称计算需风量计划配风量1二采区一区段22502采煤工作面³/min240m³/min222503运输巷掘进工作面250m³/min250m³/min322503回风巷掘进工作面250m³/min250m³/min4井下消防材料库60m³/smin60m³/smin5其他巷道³/min60m³/min8矿井总风量³/min1700m³/min矿井计划配风量与目前实际需风量的差额风量³/min，用于今后的备采工作面和备掘工作面配风。（三）矿井负压计算按下列公式计算： h＝Q2/S3+h局（1）R＝α·L·P·／S3（2）式中：H——全矿井风压，Pa。R——井巷摩擦风阻，NS2／m8；α——摩擦阻力系数，NS2／m4；L——井巷长度，m；P——井巷断面周长，m；S——井巷断面积，m2；h局——局部阻力，按全矿风压的10%计算，Pa。经计算:该矿容易时期的风压：，困难时期的风压：。（四）等积孔计算式中：A——全矿井等积孔，（m2）；Q——矿井需风量，（m3/s）；h——全矿井通风阻力，（Pa）；经计算，通风容易时期：A=通风困难：A=，矿井通风容易时期等积孔为，困难时期等积孔为。因此，本矿井通风容易时期、困难时期为小阻力矿井。（五）降低风阻措施1、巷道表面应尽量光滑平整，以降低通风阻力。2、在容易产生局部阻力的地方，应尽量降低局部阻力系数。巷道连接处应做成斜线或圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免直角转弯或小于90°转弯，转弯处内、外侧施工成斜线或圆弧形，必要时设置导风板。3、在日常通风管理工作中，应避免在主要巷道中停放矿车、堆放杂物，巷道应随时修复，保证其完整性并保持足够的有效通风断面，以利于风流畅通。4、根据通风需要，安设风门、调节风门；5、同一井巷内安设两道风门时，必须保证两道门不同时开启，以造成风流短路；6、勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面；7、严格按设计掘进、支护巷道，以保护巷道断面尺寸；8、加强对各种通风设施和巷道的日常管理。（六）防止漏风措施认真对风门墙体进行抹面，确保风门墙体密实不漏风，对风门、风窗进行包边、沿口等工作。风门等通风构筑物的设置应坚固、稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。3、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（或煤体）松动或破碎，以有效防止漏风；4、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，以保证满足通风及其它功能需要；5、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。四、掘进工作面涌出的瓦斯主要是煤巷所在煤层本身的瓦斯，采用开采保护层的局部防突措施、顺层钻孔预抽、超前预抽和边掘边抽；掘进区局部冒顶积存的瓦斯，可在支架顶梁处安设导风板冲淡瓦斯或用充填黄土的方法处理。掘进工作面随着巷道的延长，风筒应及时加接，保证压入式风筒出风口距迎头的距离(Lp)应小于或等于压入式通风的有效射程(Lj)，即Lp≤Lj=(4-5)m式中：S—掘进巷道净断面积，m2。但本矿规定掘进工作面风筒距迎头位置不得超过5m。五、回采工作面瓦斯涌出的治理回采工作面采用U形通风系统，这种系统具有漏风小的优点，但在上隅角附近由于采空区涌出的瓦斯大部分在这里集中，同时在此处风速低，风量不足，容易积存瓦斯而超限。处理措施：在工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障，迫使一部分风流流经上隅角，将积存瓦斯冲淡、排出。六、顶板附近瓦斯层状集聚处理若回采工作面风速未能保证设计风速而小于s，则容易使瓦斯浮于巷道项板附近，形成一个比较稳定的带状瓦斯层，这即是瓦斯的层状集聚。处理办法是保证回采工作面的设计风速，使瓦斯与风流能充分地紊流混合，冲淡及排出。七、防突措施（一）石门揭煤在施工过程中，在地质构造破坏带应尽量不布置石门。如果条件许可，石门应布置在被保护区或先掘出石门揭煤地点的煤层巷道，然后再用石门贯通。石门与突出煤层中已掘出的巷道贯通时，该巷道应超过石门贯通位置5m以上，并保持正常通风。石门揭穿突出煤层、即石门自底(顶)板岩柱穿过煤层进入顶(底)板的全部作业过程，都必须采取防治突出措施，并编制专项防突设计，报矿总工程师批准。石门揭穿突出煤层的设计，必须具有下列主要内容：1、突出预测方法及预测钻孔布置、控制突出煤层层位和测定煤层瓦斯压力的钻孔布置；2、建立安全可靠的独立通风系统。并加强控制通风风流设施的措施。掘进工作面尚未构成全风压通风时，在石门揭穿突出煤层的全部作业过程中，与此石门有关的其他工作面都必须停止工作。放炮揭穿突出煤层时，与此石门通风系统有关地点的全部人员必须撤至地面，井下全部断电，井口附近地面20m范围内严禁行任何火源；3、揭穿突出煤层的防治突出措施；4、准确确定安全岩柱厚度的措施；5、采取安全防护措施。（二）石门揭煤的顺序和要求1．石门揭穿突出煤层前，必须打钻孔控制煤层层位、测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性，前探钻孔、测压钻孔布置方式见图4－3－1。1、2—控制煤层层位钻孔；3、4—测定煤层瓦斯压力钻孔图4－3－1控制突出危险煤层的前探钻孔布置示意图2、在工作面距煤层法线距离10m之外，至少打2个前探钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况等。地质构造复杂、岩石破碎的区域，石门工作面掘至距煤层10m(垂距)之前，必须在石门断面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切地：掌握煤层厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯情况等。3、在工作面距煤层法线距离5m以外，至少打2个穿透煤层全厚或见煤深度不少于10m的钻孔，测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性。测定煤层瓦斯压力时，钻孔应布置在岩层比较完整的地方。对近距离煤层群，层间距小于5m或层间岩石破碎时，可测定煤层群的综合瓦斯压力。4、工作面与煤层之间的岩柱尺寸应根据防治突出措施要求、岩石性质、煤层倾角等确定。工作面距煤层法线距离的最小值为：抽放或抽放钻孔3m，金属骨架2m，震动爆破揭穿（开）急倾斜煤层2m、揭开（穿）倾斜或缓倾斜煤层。如果岩石松软、破碎，还应适当加大法线距离。5、为了防止误穿煤层，在石门工作面距煤层垂距5m时，应在石门：工作面顶(底)部两侧补打3个小自径(42mm)超前钻孔，其超前距不得小于2m。当岩巷距突出煤层垂距不足5m且大于2m时，为了防止岩巷误穿突出煤层，必须及时采取探测措施，确定突出煤层层位，保证岩柱厚度不小于2m(垂距)。6、石门揭穿（开）突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防治突出措施，经检验措施有效后，可用远距离爆破或震动爆破揭穿（开）煤层；若检验措施无效，应采取补充防治突出措施直至有效。当鉴定为无突出危险煤层工作面时，可不采取防治突出措施，但必须采用震动爆破揭穿（开）煤层。7、石门防治突出措施有抽放瓦斯、水力冲孔、抽放钻孔、金属骨架或其它经试验证明有效的措施，本矿石门防治突出的措施可采用抽放钻孔的措施，在实施防治突出措施时，必须进行实际考察，得出符合本矿井的有关参数。8、抽放钻孔布置在石门周界外3～5m的煤层内，钻孔的直径75～100mm，钻孔间距根据实测的有效抽放半径而定，一般孔底间距不大于2m。钻孔布置见图5－3－2。在抽放钻孔控制范围内，如果预测指标降到突出临界值以下，措施有效。9、对于缓倾斜煤层，当钻孔不能一次打穿煤层全厚时，可采取分段打钻，但第一次打钻钻孔长度不得小于15m，进入煤层掘进时，必须留有5m的最小超前距离（掘进到煤层顶（底）板时不在此限）。下一次的抽放钻孔参数（直径、间距、孔数）与第一次相同。P—测压孔；1～28—抽放钻孔图4－3－2石门抽放钻孔布置图（三）煤层中采掘工作面防治突出措施在一个或相邻的两个采区中，同一阶段的突出煤层中进行采掘作业时，不得布置两个工作面相向回采和掘进。突出煤层的掘进工作面，不得进入本煤层或邻近煤层采煤工作面的应力集中区。突出煤层的采掘工作面靠近或处于地质构造破坏和煤层赋存条件急剧变化地带时，都应认真检验防治突出措施的效果。如果措施无效，应及时采取补救措施。（四）煤巷掘进工作面防治突出的措施1、每个掘进工作面必须有独立的回风系统。2、在突出危险煤层中掘进时，应采用超前钻孔、松动爆破、前探支架或其它经试验证实有效的防治突出措施。本矿选择煤巷掘进前预抽放或掘进工作面采用先抽后掘的抽放方式，也可设计采用超前钻孔抽放瓦斯卸压。3、采用超前钻孔作为防治突出的措施。在第一次执行防治突出的措施或无措施超前距时，必须采用浅孔抽放或其他防治突出的措施，在工作面形成5m的执行措施的安全屏障后，方可进入正常防突措施施工，确保执行措施的安全。超前钻孔直径一般为75～120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径42mm的钻孔。钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于5m，若超前钻孔直径超过120m时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施。钻孔尽量布置在煤层的软分层中，超前钻孔的控制范围应控制到巷道轮廓线外8～10m（包括巷道断面内煤层）。超前钻孔的孔数应根据钻孔的有效抽放半径确定，钻孔的有效抽放半径必须经实测确定。煤层赋存状态变化时，应及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数。超前钻孔施工前应加强工作面支护、打好迎面支架，背好工作面。（1）超前钻孔有效半径测定方法，钻孔流量法：（2）沿工作面软分层打3～5个相互平行的测量钻孔，孔径42mm，孔长5～7m，间距～；（3）对各测量钻孔进行封孔，封孔时应保证测量室长度为1m；（4）钻孔密封后，立即测量钻孔瓦斯涌出量，并每隔2～10min测定1次，每一测量孔测定次数不得少于5次；（5）在距离最边缘测量孔孔中心处，打一个平行于测量孔的超前钻孔（直径是待考察超前钻孔有效抽放半径的钻孔直径），在打超前钻孔过程中，记录钻孔长度、时间和各测量孔中的瓦斯涌出量变化；（6）超前钻孔打完后，每隔2～10min测定各测量孔中的瓦斯涌出量；（7）打超前钻孔打完后测定2h；（8）绘制出各测量孔的瓦斯涌出量的变化图；（9）如果连续3次测定测量孔的瓦斯涌出量都比打超前钻孔增大10%，即表明该测量孔处于超前钻孔有效抽放半径之内。符合测量孔距抽放钻孔的最远距离，即为超前钻孔的有效抽放半径。4、在有突出危险的急倾斜煤层中掘进上山时，除了采取本条文上述规定的防治突出措施外，应采用双上山或伪倾斜上山等掘进方式，并应加强支护。5、在急倾斜突出煤层掘进上采用大直径钻孔(直径300mm以上)时，应一次打透上部平巷；如果不能一次打透，应先将已经打好钻孔的部分刷大到规定的断面，架好支架，背好顶帮，然后继续打钻。当煤质较软(f<或受设备的限制时，可打直径75一120mm的超前钻孔。6、在急倾斜突出煤层中采用双上山掘进时，两个上山之间应开联络横贯，横贯间距不得大于10m，上山和横贯只准一个工作面作业。突出煤层上山掘进工作面同—上部平巷贯通前，上部平巷必须超过贯通位置，其超前距不得小于5m。贯通放炮前，必须通知上部平巷撤人并保持正常通风。急倾斜突出煤层上山掘进工作面，应采用抗静电的硬质风筒通风。7、突出煤层上山掘进工作面采用放炮作业时，应采用浅炮眼远距离全断面一次爆破。在突出煤层的煤巷巾更换、维修或回收支架必须采取预防煤体垮落而引起突出的措施。8、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要求实施时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用直径为42一75mm的钻孔进行抽放。经措施效果检验有效后，方可采取安全防护措施施工。（五）采煤工作面防治突出的措施1、急倾斜突出煤层厚度大于时，应优先采用伪倾斜正台阶或掩护支架采煤法。2、必须及时维修突出煤层采煤工作面进、回风道，保持畅通。3、开采有突出危险的急倾斜厚煤层时，可利用上分层或上阶段开采后造成的卸压作用，保护下分层或下阶段，但必须掌握上分层或上阶段的卸压范围，以确定其保护范围，使下分层或下阶段的采掘工作面布置在这个保护范围内。4、突出危险的采煤工作面可采用松动爆破、注水湿润煤体、超前钻孔、预抽瓦斯等防治突出措施，并尽量采用刨煤机或浅截深采煤机采煤。5、采煤工作面的松动爆破防治突出措施，适用于煤质较硬、围岩稳定性较好的煤层。松动爆破孔沿采煤工作面每隔2—3m打一个，孔深不小于3m，炮泥封孔长度不得小于1m。措施实施后，必须经措施效果检验有效后，方可进行采煤。采用松动爆破防治突出措施的超前距离不得小于2m。6、采煤工作面浅孔注水湿润煤体措施，可用于煤质较硬的突出煤层。注水孔沿工作面每隔2～3m打一个，孔深不小于3．0m，向煤体注水压力不得低于8MPa。发现水由煤壁或相邻注水钻孔中流出时，即可停止注水。注水后必须经措施效果检验有效后，方可进行采煤。注水孔超前工作面的距离不得小于2m。第三节安全监测监控治理方案一、地面中心站1、地面中心站配置型号：KJ90NA配置监控主机IPC6102台，数据库服务器2台图形工作站1台(可选配4屏或2屏多屏模式)KJJ46数据通信装置2台LQl600K或喷墨打印机1台山特2KVA在线不间断电源1台DHX90避雷器1套10/100M自适应网络集线器1台可配接多达255台远程网络终端，实现在不同地点监控信息的远程实时共享。软件运行平台为WIN98/2000/2003环境，通过Ethernet以太局域网组成全网络化环境，协议支持标准TCP/IP等。2、系统特点1)系统全面满足AQ6201-2006新的煤矿监控系统行业标准，国内首家完全按新标准取得安标证的煤矿监控系统。2）产品自配套性强，系列化齐全，性价比高，全套系统设备由重庆煤科院自主研发、生产制造，售后服务有保障。3)具有良好的开放性和可伸缩性，采用模块化设计，组态灵活。能满足各类型矿井的监控系统最优化最经济运行。4)地面监控中心运行在标准的EthernetTCP/IP网络环境，操作系统平台为中文Win98/2000/2003，可方便实现网上信息共享和网络互联。支持Internet/Intranet模式的Web系统综合监控信息浏览。5)系统显示画面采用文本、图形兼容方式，显示信息直观、生动，具有实时多屏显示功能。6)具有实时数据存储和各种统计数据存储能力。数据存储时间长、查询和报表功能丰富，格式可由用户编排。7)有系列化，多用途监控分站，功能丰富，具有甲烷断电仪及甲烷风电闭锁装置的全部功能。有完善的数据停电保存能力，确保监测数据和设置数据信息不丢失。配有智能口，可采用RS485通讯方式的各种传感器及设备。8)当通讯线路断线后，分站能保存2h以上的数据，待通讯线路恢复后，自动将数据补传至中心站。9)分站及传感器全面实现了智能化和红外遥控调校、设置。分站模拟量和开关量端口可任意互换，并支持多种信号制，有实时数据存储能力。10)分站电源具有宽范围动态自适应能力，适合矿井电网波动大的严酷环境。其备用电池可保证2h以上的供电容量。11)独特的三级断电控制和超强异地交叉断电能力(中心站手控、分站程控和传感器就地控制)。具有断电回馈信息比较，若异常则报警。12)传感器种类齐全，全面满足新的AQ传感器系列行业标准，具有稳定性高、寿命长、功耗低、传输距离远等特点。13)具有自检功能，可对分站、电源、传感器、电缆等设备进行诊断，能报警和记录并自动切断故障支路。有完善的多级口令保护功能。14)系统设备具有完善的故障闭锁功能，当与闭锁有关的设备未投入正常运行或故障时能切断与之有关设备的电源并闭锁。3、主要技术指标：容量：128个，1024个输入量，512个控制量传输速率：2400bps传输方式：RS485或DPSK中心站到分站传输距离：≤25km分站到传感器传输距离：≤巡检周期：≤30s处理精度：≤±%画面刷新：≤4s电源波动：90～110%(地面)、15～75%(井下)处理传感器种类：瓦斯、风速、负压、一氧化碳、水位、煤位、温度、烟雾、开停、风门、馈电、流量、电流、电压、功率等。4、KJJ46型数据通信接口是KJ90NA型煤矿监控系统的关键设备，主要实现地面中心站与井下监控分站之间的数据双向通信、地面非防爆设备与矿井防爆设备之间的电气安全隔离等功能。通讯方式：DPSK/RS485通讯速率：2400bps通讯距离：25km5、监控分站KJ90-F16型分站是KJ90NA型煤矿监控系统的关键配套设备，主要实现对各类传感器的数据采集、实时处理、存储、显示、控制以及与地面监控中心的数据通信。具有红外遥控初始化设置功能。可独立使用，实现瓦斯断电仪和瓦斯风电闭锁装置的全部功能。容量：KJ90-F16/F8分别是16/8个输入端口，8/5个控制输出(模拟量和开关量可任意互换)电源电压：36、127、220、380V、660V本安电源：18VDC或24VDC输入信号：200-1000Hz，1-5mA、1/5mA、触点输出信号：电平、触点分站至传感器距离：≤处理误差：≤±％断电容量：36V/5A、660V/防爆型式：ExibⅠ矿用本安型6、不间断电源继电器箱KDW03(B)型电源继电器箱是一种允许在煤矿井下有甲烷、煤尘等爆炸危险环境中使用的通用隔爆兼本质安全型不间断电源，体积小，重量轻，有3组被控开关，可分别实现断电闭锁、解锁控制功能。该电源提供3组独立的本安输出，每路都具有双重过流、过压保护功能，适用于向各种本质安全型设备提供直流电源。主要技术指标额定电压：AC127V允许偏差－25％～＋10％；三路本安电源输出：2路400mA/18V、1路300mA/18V18V、300mA输出的的最大组合负载为1个KJ70-F监控分站(供电距离2m)、2个KGJ15低浓甲烷传感器。每路输出与分站采用MHJV电缆连接，就地供电，最大供电距离2m；每路输出与各传感器采用MHJV电缆单独连接（星形接法），远程供电，最大供电距离2km。18V、400mA输出的的最大组合负载为4个GJD100低浓甲烷传感器(供电距离2km)。每路输出与各传感器采用MHJV电缆连接（星形接法），远程供电，最大供电距离2km。电源箱具有备用电池，当电网停电时，电源箱额定输出不小于2小时。7、井下远程馈电断电器DG-1型为隔爆兼本质安全型远程高压断电执行装置并具有断电反馈监测功能。本产品执行监控分站发出的远程断电指令，控制井下设备开关的控制回路，实现远程断电并输出断电反馈信号。主要用于煤矿井下被控设备远程断电控制。主要技术指标a)断电路数:1路b)断电触点容量:AC127V×（或AC36V×），常开或常闭可互换c)断电控制指标：控制继电器动作：绿灯亮；回馈输出信号指示：黄灯亮。8、FB-1型声光报警器FB-1型声光报警器是一种产生声光报警的矿用本质安全型仪器。作为甲烷断电仪的组成部分之一，由控制主机监测掘进工作面及其相关巷道里的甲烷浓度，当甲烷浓度达到报警值时，由控制主机发出信号作为报警器输入信号而产生声光报警信号。报警器也可与其他相关设备配套使用。主要技术指标防爆标志：矿用本质安全型“ExibⅠ”工作电压：DC13V－18V工作电流：≤60mA开关量输入信号：0/5mA报警方式：声光报警声报警强度：1m/80db光报警强度：20米处可见外形尺寸及重量：190mm×125mm×55mm，1kg。9、风电瓦斯闭锁装置KJF16A型风电瓦斯闭锁装置为矿用本质安全型，适用于采掘工作面等煤矿井下环境。既能独立使用，也可与KJ90N型煤矿综合监控系统配套使用。可实现采煤工作面、掘进工作面及串联通风情况下的风电瓦斯闭锁。工作面瓦斯浓度≥1%时，工作面开关断电并闭锁，瓦斯浓度降至%以下，才可复电。工作面回风流中瓦斯浓度≥%时，回风巷道总开关断电闭锁，瓦斯浓度降至%以下，才可复电。串联风流中瓦斯浓度≥％时，串联通风区域开关断电并闭锁，瓦斯浓度降至％以下，才可复电。瓦斯浓度≥%（或％）时，传感器发出声光报警信号。局部通风机正常运行时，若风筒中风速达到开关动作点预定值或局部通风机断电时，则供风区域总开关断电并闭锁。掘进工作面或回风流中瓦斯浓度≥％，若局部通风机处于停止状态，则局部通风机开关被闭锁，不能起动。瓦斯传感器断线或发生严重故障时，则该传感器所监控的动力设备断电并闭锁。装置未送电、断电或因故障而失电时，则该传感器所监控动力设备断电并闭锁。装置刚送电而未达到稳定输出的1min内，回风巷总开关、工作面开关及串联工作面开关断电并闭锁，不能起动。该装置具有液晶显示，可显示瓦斯浓度值。可存储24h的瓦斯数据，并以曲线形式显示。能将瓦斯浓度信号及局部通风机开、停信号送到地面。设有键盘，可任意设置报警点和断电点，带有备用电池。技术指标电源为DC10～18V，120mA；输入容量8路；模拟量频率信号200～1000Hz，脉宽＞ms，幅度不小于3V，开关量信号在高电平时，幅度应不小于3V，电流应不小于1mA。输出容量6路，开关量信号要求输出电流在6mA时，输出电压应大于6V，电源到传感器的供电距离为1km，显示方式为32个汉字和字符，液晶红外遥控。8、按照国家AQ标准合理安设各类传感器（1）GJD100甲烷传感器（2）GKT5/660型设备开停传感器（3）GFW15型风速传感器（4）GTH1000型一氧化碳传感器（5）GWB85型温度传感器（6）型烟雾传感器（7）GC1000J型煤矿粉尘传感器（8）GLY1型流量传感器（9）GY-1型负压（压力）传感器（10）GKD127型馈电开关传感器（11）PTH501/502/503/504型管道压力传感器（12）KGU9901型液位传感器（13）GYH25矿用氧气传感器（14）GRG5H矿用红外线二氧化碳传感器（15）GFK10型风门开闭传感器（16）TH-5829湿度传感器（17）GFT型矿用风筒传感器（18）压差传感器第四节瓦斯抽放治理方案一、瓦斯抽放系统安设情况焦硐煤矿地面建设永久抽放站，安设2BEA-253型号的低负压瓦斯泵两台，电机功率为55kw；2BEA-303型号高负压两台，电机功率为75kw；高、低负压水环式真空泵作为矿井的瓦斯抽放泵，其技术规格性能如下：最大抽气量30m3/min。瓦斯泵数量为四台，高、低负压各两台，其中均为一台运转，一台备用，瓦斯抽放泵站设在风井附近。矿井设计采用回采工作面先抽后采、采空区埋管抽放、掘进工作面先抽后掘等的瓦斯抽放方法。瓦斯抽放方式主要有煤层预抽和采空区埋管抽放。配备ZDY-620型液压钻机3台，其钻进深度为150m，开孔直径75mm，终孔直径不小于87mm，给进方式为液压传动。二、穿层钻孔预抽方案及有关参数的确定 1、钻机型号焦硐煤矿22502回采工作面从2015年9月正式回采，现已回采剩下40米，还有40米就全部回采完毕。22502回采工作面倾向长度约为50m，走向长共约520m，根据钻孔的布置方式，我矿已购置ZDY-750钻机3台。2、钻孔直径为了保证有较好的抽采效果，做到钻孔施工的经济合理，确定钻孔的直径为75mm。3、钻孔间距根据实测资料分析，本着密集布孔的原则确定钻孔终孔间距不超过5m。4、抽采负压在保证钻孔封孔质量的基础上，适当提高钻孔抽采负压是提高抽采效果的有效措施之一。但从理论上分析，即使抽采负压很高，钻孔抽采效果的变化也不大，此外，钻孔瓦斯抽采过程中，由于受管路和钻孔密封性的影响，负压过大会增加空气量的渗入，而且瓦斯抽采泵提高抽采负压有一定限度，所有抽放负压需控制在16KPa-25KPa之间为最佳。5、封孔深度钻孔的封孔质量和封孔深度是影响钻孔抽采瓦斯效果的重要因素之一。由于钻孔孔口段为煤（岩）层的卸压段，容易出现封孔效果不佳而导致漏气的现象，因此封孔应避开孔口的塑性破坏区，并要求有一定的封孔深度。焦硐煤矿选用玛丽散配合棉纱封孔，封孔岩巷深度不低于5m，煤巷深度不低于8m。6、钻孔排渣方式采用注水排渣的方式。钻孔位置根据矿井实际情况，钻孔布满整个22502采煤工作面，施行超前钻孔预抽。三、采煤工作面瓦斯抽放焦硐煤矿开采范围内煤层平均倾角6°，且为薄煤层，设计在工作面运输巷沿煤层倾斜方向施工抽放钻孔。钻孔顺煤层由运输巷向回风巷沿煤层倾向布置，孔深在60m-90m之间，以钻孔终孔距回风巷15m为准。四、掘进工作面瓦斯抽放掘进工作面采用先抽后掘的抽放方式。在煤巷掘进工作面在掘进中采用迎头抽放，每个钻场施工9个抽放孔，中孔孔深为70米，考虑到巷道掘进施工变化，可适当增加了钻场数量，钻场向掘进巷道前方煤层施工扇形钻孔，钻孔长度70m，每个钻场单侧间距50m，进行瓦斯预抽。见图4－2－2。图4－2－2巷道掘进先抽后掘瓦斯抽放钻场、钻孔布置示意图根据《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）规定，煤与瓦斯突出矿井抽采后瓦斯含量必须降到8m3/t以下，瓦斯压力降到以下。第五节其它安全技术措施一、供电系统方面的措施1、下井及井下电缆的安装、使用、维护措施（1）、在总回风巷和回风井中不应敷设电缆，在机械提升的进风的倾斜井巷敷设电缆时，必须有可靠的安全措施。（2）电缆敷设地点的水平差应与电缆允许敷设水平差相适应。（3）橡套电缆必须具有保护接地芯线，其截面满足保护接地的要求；高压电缆必须具有供保护接地用的金属外皮或接地芯线，其截面满足保护接地的要求。电缆接地芯线及接地外皮除用作接地回路监测外不得兼作他用。（4）在进风井、井底车场及其附近可以采用铝芯电缆；其它地点必须采用铜芯电。低压电缆不应采用铝芯，采区低压电缆严禁采用铝芯。（5）必需选用经检验合格的并取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆。（6）电缆主线芯的截面应满足供电负荷的要求。（7）矿井设专电气设备、设施防爆性能检验员，所有的下井电气设备、设施必须经防爆性能检验员检查、验收合格后方可下井。不符合防爆性能要求的电气设备、设施严禁下井及在井下使用。2、下井及井下电缆的检查、试验措施（1）固定敷设的电缆每周由专职电工对电缆的外表及悬挂情况进行一次检查；对电缆的绝缘每季度检查测试一次，发现隐患及时处理。（2）移动电气设备的橡套电缆每班由专职电工对电费缆的外表及悬挂情况进行一次检查；对电缆的绝缘每月由专职电工检查测试一次，发现隐患及时处理。（3）接地网的接地电阻每季度由专职电工检查测试一次，发现隐患及时处理。（4）新安装的电气设备绝缘电阻及接地电阻投入运行前由专职电工检查测试一次，其值必须符合要求。二、矿井通风管理措施1、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。2、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。3、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。4、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。5、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。6、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出现无计划停电停风。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。7、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。8、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利用率，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。9、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。10、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）。11、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，需要行人、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。12、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、防尘、监测监控等系统进行验收，不符合规定不准生产。13、掘进巷道在施工前必须在作业规程中编制局部通风设计，掘进工作面开门时，必须由矿技术负责人组织有关部门对工作面的局部通风装备进行验收。14、采、掘工作面应实现独立通风。如实现独立通风确有困难时，可采用串联通风，串联通风的次数不得超过1次。对于串联通风，必须制定安全技术措施，经矿技术人批准后实施，有突出危险的工作面严禁串联通风。三、抽放瓦斯措施1、主要通风机有计划停止运转前，必须断开进入井下巷道内的水管、轨道、电缆等一切导电体，并在井口设置全断面栅栏。需要抽放瓦斯时，必须制定抽放瓦斯措施，报企业主要领导和技术负责人审批。2、井下机电硐室，在恢复送电前应由瓦斯检查员全面检查送电区域，只有瓦斯浓度在%以下时，方可送电。3、局扇因故停止运转，不论停风时间长短，在恢复通风前，必须首先检查停风区域内的瓦斯和二氧化碳浓度，瓦斯检查员检查瓦斯必须由组长或安全检查工配合进行。由外向里边走边检查，瓦斯浓度达到3%时，按原路返回。4、当停风区内瓦斯浓度不超过%（含%）和二氧化碳浓度不超过%（含%）时，可由瓦斯检查员直接进行抽放，但局扇及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不得超过%。5、停风区内瓦斯浓度超过%或二氧化碳浓度超过%，最高瓦斯或二氧化碳浓度不超过3%时，编制抽放瓦斯安全技术措施，指定专人，控制风流抽放瓦斯。6、停风区内瓦斯或二氧化碳浓度超过3%时，由通风部门制定抽放瓦斯安全措施，报矿技术负责人批准，由救护队进行抽放。7、采掘工作面及其它巷道出现体积大于，浓度达到2%的局部瓦斯积聚时，由瓦斯检查员立即处理。不能立即处理的瓦斯积聚要汇报矿分管领导，由分管领导提出抽放瓦斯措施，指定专人进行抽放。附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源。8、抽放瓦斯时，应坚持低浓度抽放原则，采用控制风量等方法使抽放出的风流同全风压风流混合后的瓦斯浓度不超过%，在抽放瓦斯之前，凡是抽放瓦斯流经区域必须切断电源、撤出人员、设置警戒。9、抽放瓦斯坚持低浓度抽放原则，必须执行由外向里逐段抽放，或采用其它手段控制风流中的瓦斯浓度，严禁一风吹。10、抽放密闭区内的瓦斯，瓦斯浓度超过3%时，由矿提出专门的安全措施，经矿技术负责人审查批准后，由矿分管领导现场指挥，矿山救护队协助抽放。11、抽放瓦斯工作要由外向里依次进行，1个采区内严禁2个瓦斯超限地点同时抽放瓦斯。排除串联通风区域的瓦斯时，必须严格遵守抽放次序，首先从进风方向第1台局部通风机处开始抽放，只有第1台局部通风机送风的巷道内抽放瓦斯结束后，且串联风流中的瓦斯浓度降到%以下时，下1台局部通风机方可送电进行瓦斯抽放。第六节其它相关系统治理方案一、通讯系统主要治理方案1、实现地面调度室对井下各工作点及机电硐室点对点通信，井下各工作点之间点对点通信。2、地面各主要管理部门应配置电话，并能保证正常通话，井下发生事故后能及时与总调度和矿领导直接取得联系，以便进行指挥救灾。2、直通电话设置地点，应按《煤矿安全规程》478条规定设置到位。3、矿调度室应有与矿山救护队（签订合同的矿山救护队）的直通电话，并配备地面无线对讲机。二、压风系统治理主要方案1、压风机房安全设施的完善。压风机房建设应符合现行《建筑设计规范》要求。2、选用φ108×4mm无缝无缝钢管作为压风供气主管道，φ73×无缝钢管作为支管。行人进风平硐铺设主管道，再由支管铺设至其它巷道、各工作面及作业点。每100m设置一组出口闸阀及减压阀，出风口及减压阀与防尘管路出水口错开，要求形成每50m有一个三通。3、焦硐煤矿压风自救系统利用地面空气压缩机供风设施和压风急救袋组组成，选用ZY-J型压风自救系统。压风自救系统参数见下表。用急救袋连接压风管路上。急救袋安设在井下各避难硐室内；在距采掘工作面40m以外的巷道中，每隔50m应安装一组压风急救袋；在爆破警戒线外撤除的人员、警戒人员停留处、回风巷道中经常有人作业处、进风巷道的风流分支处也安装有急救袋设施。每组急救袋的数据根据不同地点可能避难的最多人数确定，一般每处安装一组，每组5个，每个急救袋的供风量不小于min。3、上山掘进工作面须压风铁管接到迎头，距迎头不大于3m，工作面放炮后先开风10min，防止炮烟和瓦斯在迎头集聚。三、供电系统治理方案鉴于我矿目前已有的双回路电源，再进行线路搭接，就能够形成比较可靠的生产供电，对现在未到位的设施到位，各电气设备进行挂牌，配电室，高压下井做特殊管理，专人管理，制定管理制度及安全技术措施，这样就为我矿安全用电提供了有力保障。四、防尘（消防）系统主要治理方案1、建立完善的防尘供水系统。2、掘进井巷和硐室时必须采取湿式凿岩（钻眼），冲洗井壁岩帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩（煤）洒水和净化风流等综合防尘措施。3、距离工作面50m内设置一道自动控制风流净化水幕。4、采煤工作面回风巷必须设置隔爆设施。5、防尘管路应按规定留设支管和闸阀。五、防灭火系统主要治理方案根据贵州省煤田地质局实验室2011年提交的煤炭自燃倾向性等级鉴定报告，该矿M25、M28、M30号煤层自燃倾向等级为Ⅲ类（不易自燃）；根据贵州省煤田地质局实验室2011年提交的煤尘爆炸性鉴定报告，该矿M25、M28、M30号煤层煤尘爆炸性等级为煤尘无爆炸性。本次设计按煤层不易自燃进行设计和管理，因此，外因火灾的防治是我矿防灭火工作的重点之一，煤矿应建立完善的消防系统及管理制度，加强日常的防灭火工作，防止火灾事故而诱发瓦斯事故。六、监测监控系统主要治理方案为了实现监控有效的目标，必须落实装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速的要求。1、煤矿安全监控系统应符合《煤矿安全监控系统通用技术要求》（AQ6201－2006）的要求，进回风井、采掘工作面、主要进回风巷等传感器的种类、数量及安装地点必须符合《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029－2007）的要求。2、必须按设计提出的监控设备的型号进行采购。3、设备安装、调试须有资质的单位（或厂家）进行安装。4、煤矿的操作人员必须经过培训，持证上岗。5、监控系统设备要加强维护，传感器必须保持清洁，严禁人为损坏。6、在设有传感的地方，日常的瓦斯检查需照常进行，并将检测数据与监控系统的数据进行对照，如发现有明显差异，必须查明原因，尽快处理，以保证检测数据的真实性。7、矿井应建立安全仪表计量检验制度，定期维护校验，保证其正常运转。8、监控设备用专用的阻燃电缆连接，严禁与调度电话电缆和动力电缆等共用。安全监控设备之间的输入、输出信号为本质安全型信号。9、安全监控设备具有故障闭锁功能。10、煤矿应健全和完善各种规章制度，确保安全监控系统正常运行。要制定安全监控岗位责任制、操作规程、值班制度等规章制度，完善图纸台帐。第五章瓦斯治理保障措施加强企业安全生产基础工作，建立严密、完整、有序的安全管理体系和规章制度，做到责任明确、制度健全、狠抓落实、严格监督，消除生产和安全管理的薄弱环节，强化“一通三防”瓦斯防治队伍的建设，将瓦斯治理工作分解到各相关人员的头上，明确责任、从严要求，切实履行职责，把瓦斯治理措施和目标任务落到实处。第一节建立安全技术管理体系一、组织机构为加强对瓦斯专项整治工作的领导，我矿成立瓦斯治理工作领导小组。组长：陈心忠（矿长）副组长：陈元绍（总工）成员：相关领导和部门负责人、各相关专业小组成员等领导小组下设办公室在煤矿安全科，由金明同志兼任办公室主任，负责具体日常事务。以上领导、科室人员必须每天上班前到监控室查阅瓦斯日报表和交接班记录中各工作面的情况，发现各种报表、交班记录有瓦斯超限、风量减少、风路不顺，影响“一通三防”的现象就必须查明是谁值班，及时到工作面现场查明原因，做出处理意见和结果。二、职责与分工（一）企业法人责任制，企业法人是安全生产第一责任者1、负责贯彻党和国家安全生产方针，贯彻有关安全生产法规、指令。督促矿长贯彻落实煤矿安全规程，牢固树立安全第一的思想。2、负责制定考核煤矿主要管理人员的安全目标责任制的执行情况，并根据各主要负责人的实际工作业绩进行奖惩、提升和任免。3、根据煤矿安全生产状况，审批安全技术项目及资金，研究解决煤矿安全生产所需的人、财、物等安全技术措施所需的费用。4、经常深入实地检查工作，对发现或下面反映存在不安全问题，经过调查落实后，必须指定专人限期处理，排除隐患，逾期不处理的，追究有关人员的责任。5、负责该企业所发生的重、特大事故的抢险、救灾指挥工作及处理事故的经费开支审批。6、听取煤矿主要管理人员、安全技术负责人关于煤矿的安全生产工作情况汇报，当安全与生产发生矛盾时，必须以安全为主。7、对安全生产有显著成绩的人员，给予表彰和奖励，对“三违”人员或造成事故的责任者，给予处罚和追究责任。（二）矿长是企业法人的主要助手，是安全生产的主要负责人，对安全生产负全面责任1、矿长是全面贯彻执行安全生产法律、法规和现行政策的具体负责人，负责组织制定执行安全生产各项规章制度和操作规程。2、协助法人建立健全安全管理机构和安全管理人员及各专业技术人员的配置。3、负责组织制定本矿的安全生产规章制度和《安全操作规程》，建立健全安全生产责任制，督促落实，检查执行情况。4、负责组织制定本矿生产安全事故应急救援预案、安全技术措施计划、安全教育和培训计划，并督促落实，检查执行情况。5、管好用好本矿安全生产投入资金，组织实施达到预期的效果。6、负责定期主持召开本矿安全生产办公会，听取安全工作汇报，总结、部署安全工作，解决安全方面的重大问题。7、定期组织安全检查和事故隐患排查。对查