县煤矿瓦斯防治方案样本

大方县高店煤矿

瓦斯防治方案

大方县高店煤矿技术组

二。一二年元月十二日

目录

前言..............................................................错误!未定义书签。

一、问题提出................................................错误!未定义书签。

二、编制依据................................................错误!未定义书签。

第一章矿井概况...........................................................错误!未定义书签。

一、矿井地理及交通位置.....................................错误!未定义书签。

二、矿井证照情况...........................................错误!未定义书签。

三、特种工程及专职安全员培训和配置情况.....................错误!未定义书签。

四、煤层赋存情况及层间距及顶底板力学性质..................错误!未定义书签。

五、矿井开采技术条件.......................................错误!未定义书签。

第二章、矿井各生产系统现实状况...........................................错误!未定义书签。

一、矿井开拓系统...........................................错误!未定义书签。

二、矿井供电系统...........................................错误!未定义书签。

三、矿井通风系统...........................................错误!未定义书签。

四、瓦斯抽采系统...........................................错误!未定义书签。

五、瓦斯监控系统...........................................错误!未定义书签。

六、矿井提升系统...........................................错误!未定义书签。

七、矿井排水系统...........................................错误!未定义书签。

八、矿井防尘、防火、供水...................................错误!未定义书签。

第三章、矿井采掘布署调整..................................................错诙!未定义书签。

一、开拓巷道调整及工程量...................................错误!未定义书签。

2.采区巷道部署及工程量....................................................16

3.采区及采掘工作面接替次序................................................17

4.采掘部署及采掘队伍安排..................................................17

5.采掘布署调整井巷工程统计表............................................................17

第四章、矿井瓦斯治理方案..................................................错误!未定义书签。

第一节、瓦斯治理方案.......................................错误!未定义书签。

第二节、瓦斯抽采设计.......................................错误!未定义书签。

一、抽采方案及方法........................................错误!未定义书签。

二.设计区域及钻孔分布...................................................21

三、钻场、钻孔部署........................................错误!未定义书签。

四、瓦斯抽采基础参数......................................错误!未定义书签。

五、钻机选择和钻孔施工....................................错误!未定义书签。

六、抽采管路..............................................错误!未定义书签。

七、地面关键抽放设备选型..................................错误!未定义书签。

八、地面固定抽采站部署....................................错误!未定义书签。

九、抽采系统安全装置......................................错误!未定义书签。

十、矿井瓦斯抽采管理......................................错误!未定义书签。

第三节、防治煤和瓦斯突出...................................错误!未定义书签。

第一小节、区域性防突方法..................................错误!未定义书签。

第二小节、区域防突方法....................................错误!未定义书签。

第三小节、采掘工作面估计..................................错误!未定义书签。

第四小节、局部综合防突方法...............................错误!未定义书签。

第五小节通风系统、通风安全设施施工和管理................错误!未定义书签。

第六小节瓦斯监测.........................................错误!未定义书签。

第七小节自救系统.........................................错误!未定义书签。

第八小节启爆和瓦斯管理...................................错误!未定义书签。

第五章、整改完善各生产系统................................................错误!未定义书签。

一、完善通风系统..........................................错误!未定义书签。

二、完善瓦斯抽采系统（己经验收）.........................错误!未定义书签。

三、完善防尘、防灭火及供水系统...........................错误!未定义书签。

四、完善监测监控系统......................................错误!未定义书签。

五、矿井供电系统..........................................错误!未定义书签。

六、提升运输系统..........................................错误!未定义书签。

七、矿井排水系统..........................................错误!未定义书签。

八、矿山救护..............................................错误!未定义书签。

第七章、保障方法..........................................................错误!未定义书签。

一、组织方法..............................................错误!未定义书签。

二、制度建设及考评措施....................................错误!未定义书签。

三、质量确保体系..........................................错误!未定义书签。

四、安全技术方法..........................................错误!未定义书签。

五、质量标准化建设要求....................................错误!未定义书签。

第一章矿井概况

一、矿井地理及交通位置

大方县高店煤矿在大方县大方镇金星村，距大方县县城约

13km,

二、矿井证照情况

矿井始建于XXX年代初，为私营企业，矿井于XXX年月开

始建设，年基础建成投产，六证齐全有效，现生产能力核定

为万吨/年，同意开采标高为m,同意开采区内、

煤层，已达成安全管理级质量标准化矿井标准。

三、特种工种及专职安全员培训和配置情况

我矿立即送配多种特种作业人员，配置有专职安全管理人..名

（其中通风安全工程..人、采掘工程..人、地质测量工程.・・.

人、机电工程.•人），瓦斯检验..名，电..名，瓦斯监测电•・・.名，

瓦斯监控..名，防突效检•・名，绞车..名，主扇司.・名.

四、煤层赋存情况及层间距及顶底板力学性质

井田内含煤可达层，通常〜层，呈状、似

状产出，由下至上依次可分三个含煤组A.B.C。本区B煤组内由

下至上为B1.B2.B3.B4,而许可矿山开采煤层为B3.B4煤层，局

部可采B2.B1煤层未被同意开采，现对B3.B4煤层分述以下：

B,煤层

俗称“上连炭”，在宣威组第三段顶部，下距B3煤层

1.38m-3.78m,通常为2.43m,矿山井巷内仅1m〜1.5m,为复煤

结构煤层.上部为黑色暗淡〜半暗煤和半亮〜光亮型煤间相互成;

下部为线理状半暗〜暗淡型煤。煤层厚1.10m〜1.58m,乎均

1.29m。通常含1〜2层夹石干，夹奸厚0.01〜0.14m,岩性为炭质

泥岩或高岭石粘土岩，其中一层为褐灰色高岭石化晶屑凝灰岩，

具砂状结构，易于识别，此次在井巷中未见煤层夹歼。煤岩组分

为暗煤为主，含亮煤条带及丝炭透镜体，内生裂隙较为发育，

质坚硬，呈块状。

顶板为深灰、灰黑色炭质泥岩、泥岩或砂质泥岩，含动物

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化石殊屑或个体，令黄铁矿较多；底板多为深灰色粘土岩或砂质

泥岩，含灰色肾状菱铁矿结核。

(2)B3煤层

俗称“中连炭”，在宣威组第三段上部，上距B4煤层约加〜

1.5m,下距B2煤层约5m〜8叫三分性显著，中部为灰黑色、黑

色半亮〜光亮型煤,上、下为半暗型煤;煤层结构单一，不含或

偿金1层光5L煤层厚度1・20〜1・51m,平均厚为1.37m,区内

稳定可采。煤岩组分以暗煤为主，含较多丝炭，夹亮煤条带，,参

差状断口，质疏松，外生节剪发育，易碎成小块。

直接顶板为深灰色泥岩或炭质泥岩，局部为粘土岩，不含动

物化石,含灰色明状菱铁矿;底板为灰色、浅灰色粘土岩，以含

黄色球粒状粗晶菱铁矿结核或团块为特征。

五、矿井开采技术条件

一、矿山水文地质条件

矿区属长江上游一级支流长宁河水系，矿区坑口南侧即为

洛甫河，属常年性河流，因河面标高为+490m,将成为未来开采

中地下水补给源；矿区西部锅圈岩沟常年有水径流，也可成为地

下水补给源之一，如因顶板冒落变形塌陷，也可作为矿坑涌水

水源，故开采地表水系地段煤层或在该水系地段井巷应采取保

护方法。

区内地下水类型包含碎屑岩裂隙水、松散岩类孔隙水两类。

飞仙关组及宣威组碎屑岩裂隙水为本区关键地下水类型，矿区

地下水关键为大气降水渗透补给，次为地表水补给，随深度增

加水量减小；松散岩类孔隙水关键赋存于第四系残积层中，水量

中等,对矿坑充水影响较小。另外老窑及采空区积水亦为矿坑充

水水源，同时伴随浅部岩体塌陷，地表水也将成为矿坑关键充

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水水源。所以，该矿为裂隙型充水矿床，现在矿井涌水量为

200m3/d,水文地质条件中等至简单。

二、矿山工程地质条件

本区属深丘一低山工程地质区，区域稳定性很好。矿山煤层

为缓倾斜煤层，顶板岩性关键由粉砂岩、砂质泥岩夹薄层细砂岩

组成；底板岩性关键为粘土岩。所以，碉室围岩均属软质岩体，

故本矿将主平碉及运输巷部署于围岩中是正确。

因为岩层较缓，、深部岩体中地压力较大，碉室顶板、帮壁岩

石中节理裂隙较为发育，岩体较为破碎，极易发生变形和片帮；

底板饱水后产生鼓胀，如B4煤层底鼓幅度每三个月可达30—

40cm。碉室顶棚易产生冒落，直接冒落高度约30m,该矿也曾经

发生过顶板冒落，造成了人员伤亡，所以，应加强采空区和碉

室围岩管理。碉室稳定性总体为中等至较差，工程地质条件中

等。

三、矿山坏境地质条件

矿山地处地质灾难易发区，地质环境较为脆弱。据此次现场

调查，矿区内还未发觉滑坡、塌陷、地面开裂等地质灾难，但伴

随开采进行，可能诱发地面地质灾难，地表水体（泉）疏干可能

较为严重。我们提议矿山企业应按现行要求及矿山地质环境评价

汇报中提出方法和提议，采取对应方法，做好矿山地质环境保

护和地质灾难防治工作。

四、其它开采技术条件

1、瓦斯

我矿于XXX年XX月，委托金沙县救护大队进行了矿井瓦斯

等级判定，其判定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量为：xxm3/min,

相对瓦斯涌出量为:60.51m3/t;矿井绝对二氧化碳涌出量为:

6.328m3/min,相对二氧化碳涌出量为：21.26m3/t;确定为高

瓦斯矿井。

2.煤尘爆炸性：

依据“3月30日xxx煤炭产品质量监督检验站”判定汇报，

我矿B4.B3煤尘均无爆炸性危险。

3.煤层自燃发怒倾向性

依据“3月30日xxx煤炭产品质量监督检验站”判定汇报,

我矿B4、B3煤层均属不易自燃。

4、地温

本区属正常地温区，地温梯度约为3℃/100叫当井下通风时

其巷内温度通常可控制在25℃左右。

第二章、矿井各生产系统现实状况

一、矿井开拓系统

1）矿井开拓系统

矿井开拓方法为平碉开拓，主井口标高+512.5m,风井标高

为+632.00m,井筒支护为锚喷、发石宣及工字钢架棚支护，断面

S=10.1m2,对已采完和未使用井巷全部进行了封闭。

2）采区巷道部署（采掘工作面及队伍安排情况、劳动组织、

井下最大班人数）

矿井现划分为二个水平，以+515运输大巷为界，上水平分

为二个阶段，即+515〜+555和+555〜+595阶段，下水平为+515

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至+425阶接?现在主用+§[§=土§§§01阶段,，阶段运输巷部署在煤

层底板中，破石门进入B4.B3煤层，煤层运输巷、回风巷均按走

向部署,X作面沿煤层倾向部署，阶段运输巷内设置车场形成

运输系统。下水平设计部署3个阶段，每100m一个阶段，现正

在施工下水平主提升巷、+460石门及甩车场、+490m底板抽放巷

道。

采掘工作面均按“三八作业制”进行安排，掘进班组每小班

通.,”&2.采煤工作...,,A进工大理最多人..・人左右。

3）采掘布署

开采次序分区段开采，采取采区前进，区内后退式开采，先

采上解放层（B4煤层），后采下层B3煤层，B4煤层工作面形成

时部署网格抽放对工作面进行预抽，然后再进行回采。

采煤方法为：走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板、打眼放

炮落煤、人工装煤、工作面采取40型可弯曲刮板输送机运煤，煤

炭运至机头位置装入侧卸式矿车，+555至+595水平（+595水平

已回采结束）由人工推到车场经提升巷绞车下放到+515运输巷，

再由机车运出地面；+515至+555水平直接由人工推到车场，再

由机车运出地面。支护采取单体液压支柱，排距1.0m,柱距1.0m,

“见四回一”支护形式，“三.八制作业”“两采一准”作业方法。

掘进工作面煤层运输巷、回风巷、切眼采取煤电钻打眼，全断

面一次爆破（煤巷分次爆破）人工装歼，巷道支护采取11#矿

用工字钢架棚支护，棚距1.0叫不足一架料位置采取前探梁护

顶；煤（歼）采取人工装运，岩巷掘进采取YT28凿岩机打眼，全

断面一次爆破，装岩采取17型耙斗机，发瑜作为永久支护，1T

矿车运输，“三.八制作业”，矿井采掘接替正常，

二、矿井供电系统

矿井采取双回路电源供电，1000千瓦柴油发电机作备用电

源，矿井关键设备有45KW绞车，11.4KW绞车，110KW固定空压

机，2X5.5KW局部通风机等用电设备。

矿井地面供配电采取10kV和660/220V两级电压，一、二

级用电负荷采取双电源供电。当一回供电电源发生故障，另一电

源可担负负荷用电。

在矿井地面设有2座10/0.69/0.4kV变电所，在各变电所

视其情况设置功率因数自动赔偿装置，主井工业广场地面变压

器为SG-315/10/0.4,井下变压器为KBSG-400/10/0.69,风井

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变压器为SG-250/10/0.4,在变压器容量大于315kVA变电所低

压侧均设置零序电流保护装置。

地面照明电压为220V,采取三相四线制。矿井生产照明和

生活照明分开供电，对移动设备供电回路设有漏电保护装置。住

宅及办公室采取荧光灯；主通风机房、机修车间、木工房等机器

房用白炽灯。

矿井主通风机房、空压机房、瓦斯抽放泵站等需要照明场

所通常采取双电源自动切换照明装置来实现，部分场所采取应

急灯作为应急照明。

矿井按煤和瓦斯突出矿井设计，局部通风机采取双电源供电，

采取两台专用变压器、专用开关及专用电缆。掘进工作面中电气

设备设有风电瓦斯电闭锁，只有局部通风机开始运行后才能起

动掘进工作面电气设备，一旦局部通风机停止运行或瓦斯超标，

风电瓦斯电闭锁装置立即切断局部通风机供风巷道中一切电气

设备电源。

井下运输大巷、中央变电所、采区变电所、采掘工作面等均设

固定照明，照明电压为127V,选择ZBX型矿用隔爆照明综合保

护装置，照明灯具通常选择DGS型矿用隔爆节能荧光灯，有旋

转机械碉室选择DGS型矿用隔爆白炽灯。

三、矿井通风系统

1.主通风机、安全装置和仪表及规章制度、矿井配风量、

巷道阻力、通风设施

2653m3/min,总回风2712m3/min,等积孔1.62m2。主、

风井口高差120m,通风机房安装有水柱计，矿井通风负压

1.16KPa,自然风压对矿井通风系统有一定影响，矿井通风系统比

XX煤

金

风，

回风

井口

安装

KZT6

0-II

-NQ

16B

型通

风机全压

型号台风量(m3/min)静压（Pa）功率（Kw）

（参(Pa)

数见

下

表）;

一台

运行

一台

备

用，

功率

2X

90KW

,矿

井总

进风

量

类别

运行KZT60-II-N216B14207〜2475905〜3355952-35322X90

备用KZT60-II-N216B14207〜2475905〜3355952-35322X90

较稳定，通风能力能满足安全生产需要，风机房有多种规章制

度和操作规程，风井安装有防爆门和正反向切换风门。

2.矿井风量及分配

2179

m3/m

in,

实际

供风

备

量需风地点需风量实际供风量

2653

m3/m

in,

风量

分配

详见

下

表：

序号

1225252

2300356

3174248

4208248

5226250

6180200

7208250

8208250

9250282

10200200

11合计

3.掘进通风及部署情况

掘进工作面采取压入式通风方法，掘进通风选择一台

FDB-5型(2X5.5kw)配0500mm胶质风筒为破头供风，安设于

回风口以外＞10米进风流中，在进风侧设置一组正反向风门(两

正两反），风筒口距石责头距离W5m,局部通风机实现“三专两闭

锁”，风机供风量满足生产用风需要。

4.主通风和局部通风机供电

a、还未完全实现“双风机双电源”供电。

b、主扇电源不稳定,常常要切换至柴油发电机供电。

四、瓦斯抽采系统

1.抽采设备

我矿选最大抽气速率

择

2BE1-35

3-0型水

环式真

空泵作

为抽采轴功率电机功配用电机极限真泵重（整

转速r/min

泵，电kW率kW380V空度mbarm3/hm3/min机）kg

机功率

110KW,

相关参

数见下

表：

型号

33mbar

2BE1-353-0464（皮带）81110Y315S-4410068.33905

(-0.098MPa)

2.抽采管路

抽采管路采取高压胶管将抽采钻孔导管和钻场汇流管紧密

联结，做到密闭不漏气，高压胶管无120度以下急弯；汇流管和

钻场瓦斯管连接，钻场瓦斯管和巷道中分区瓦斯抽采支管连接；

和其它管路有显著区分和标志，抽采主管路设置在+515m顶板

巷，高度大于1.8m,并固定在巷道壁上，和巷道壁距离满足安

装检修要求，瓦斯抽采管件外缘距巷道壁大于0.1m。抽采管路

分岔处均设置有和安装地点管径相匹配控制阀门，主管上阀门

设置在井下关键分区点，确保每点进行撤安管路时，不影响其

它区域正常抽采；抽采管路安装平直，拐弯处设有弯头，无急弯

死弯，并保持一定流水坡度（通常为3%。）；抽采钻场、门框架、

低洼处均设置有放水器；抽采管路跨越巷道时全部设置有门框架,

门框架设置全部不影响抽采、行车和行人安全；抽采管接头、接

口做到紧密不漏气；回风巷、回风石门等平巷安设管路，均设有

管子架，管子架距离小于5m,并把接好管子用卡子等固定在管

子架上。管路距离巷道底板全部大于300mm。在提升下山巷、回

风上山、总回风巷等倾斜巷道中安设管路，均采取防滑装置（或

管卡）将管子固定在巷道支架或巷道壁上。管卡间距为15~

20m（巷道倾角W30。）；且提升下山巷抽放管路和矿车最外缘间

隙全部大于800mm;瓦斯抽采管路和电缆线分别敷设在巷道两侧。

抽采主管、干管及其和钻场连接处装设有瓦斯检测和计量装置。

3.抽采管材

抽采管材全部选择PE管作为矿井瓦斯抽采管。

抽采主管PE—1.0/355（公称压力1.OMPa,壁厚26.1mm,

公称外径355mm、内径302.8mm）

抽采干管PE—1.0/315（公称压力1.0MPa,壁厚23.2mm,

公称外径315mm、内径268.6mm）

抽采支管「£一1.0/160（公称压力1.01^2,壁厚11.8mm,公

称外径160mm,内径136.4mm）

3.抽采孔部署

依据矿井煤层瓦斯压力、瓦斯含量、透气性系数等，确定矿

井抽采瓦斯基础参数。

抽采钻孔孔径：设计矿井和**矿区相邻，煤层硬度系数和煤

层透气性系数比较靠近，现**矿区各煤矿瓦斯抽采钻孔孔径为

①64mm,抽采效果很好，而且施工方便，速度快；所以，设计确

定矿井瓦斯抽采钻孔孔径为664mm。

抽采半径：依据该矿煤层透气性系数和参考**矿区抽采实际,

初步确定：

B,煤层预抽煤体瓦斯钻孔抽采半径1.5m;

B3煤层预抽煤体瓦斯钻孔抽采半径3m;

矿井实施抽采过程中，应依据煤层瓦斯地质改变情况、抽采时

间等原因，合理调整钻孔抽采半径，总结出适合本矿瓦斯钻孔

抽采半径。

正常生产期间，在部署B4、B3煤层巷道时，同时在巷道上下

帮按每30m间距部署一个钻场，在每个钻场中沿煤层部署10-20

个顺层抽放钻孔，部署底板巷道时也是按30m间距在上下帮分

别部署钻场，进行底板预抽，在部署采煤工作面时还要按3m间

距沿工作面倾斜方向部署抽放钻孔，其深度以距回风巷保持

10m距离为准，瓦斯抽放钻孔部署后立即进行瓦斯抽放，抽放

时间以实际检测达成预抽效果后才能撤消，现在有在藉抽放钻

孔300个以上。

五、瓦斯监控系统

监测系统主机：KJ90N型四台（瓦斯监控、抽放监控各2台），

一台工作，一台备用，监控系统于**9*月份升级完成，KFD-3

分站6台，瓦斯传感器KG9701,20台，C0传感器1台，负压

传感器一台，风速传感器2台，风门开关传感器12套，设备开

停传感受器12台。

采煤工作面和回风巷及总回风巷均设置了KG900型甲烷传感

器。采煤工作面回风巷甲烷传感器报警浓度，1.0%CH4,断电浓

度，1.5%CH4,复电浓度＜1.0%CH4；断电范围：工作面及其回

风巷全部本安型电气设备。矿井配置了便携式瓦斯检测仪30台o

总回风平巷测风站，关键通风机引风碉全部设置了风速传感

器、压力传感器，关键通风机、局部通风机全部设备开停传感器，

风井关键风门均设置风门开关传感器，被控设备开关负荷侧均

设置馈电状态传感器。甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采

取载体催化元件甲烷检测设备，按要求每7天使用标准气样和

空气样进行调校1次，每7天对工作面安装甲烷传感器甲烷超限

断电功效进行了测试。

六、矿井提升系统

XX煤矿运输系统：井口标高+512.5叫运榆大巷坡度在5%0以

下，为蓄电池机车运输，有2台5t蓄电池电机车（CDXT-5型），1

台运行，1台备用。有2台硅整流充电机（型号CWZCA-90/132,输

入电压380V,输出电压132V,额定电流200A）。平碉暗斜井开

拓，有2级提升绞车，+595m主提升安装有JTB-1.0型绞车，电

机功率45KW,+515下山安装有一台JTB-O.8型绞车，电机功率

为22kW,使用QBZ-80（120）N开关控制，Q18.5m+6X19钢绳，

每次提升2个矿车。矿井平碉和斜坡均采取15kg/m轨型钢轨,

600mm轨距，1.1m3箱型侧卸式矿车装载，主运输大巷为蓄电池

机车运输方法。各工作面煤歼在工作面运输巷装车后经人力推车

至各水平车场，经提升绞车提升或下放至+515m运输大巷，组

列后经蓄电池机车拉出井，煤翻入工业广场地面煤仓。歼石经过

地面歼石仓后再转运到歼石山。

七、矿井排水系统

因我矿下山采区部分属开拓准备期，上山水平经平碉水沟自

流排出她面，暂无排水系统。

八、矿井防尘、防火、供水

3月经xx省煤炭产品质量监督检脸站判定，所判定煤层自燃及

发怒倾向性为“不易自燃”。5月安设C0传感器一台，C0检验

仪两台，关键密闭全部预埋检验管，天天对密闭内气体进行巡

查采取检支管检验C0,进行火区估计预报，在井下绞车室、车

场、采区变电所、及设备集中地点全部按要求备有一定砂，悬挂

有干粉灭火器。

在地面距井口40m位置建有防尘水池，经过主运输大巷连接到

各采掘工作面，对各作业点进行洒水防尘。

第三章、矿井采掘布署调整

我矿坚持“采掘并举，掘进先行”标准，严格采掘“三量”管

理，逐步实现“抽、掘、采”平衡；加强采掘施工现场管理，严

格根据《煤矿安全规程》及《防治煤和瓦斯突出要求》要求进行

采掘部署和调整。

一、开拓巷道调整及工程量

我矿上山水平关键开拓系统已经形成，而且储量不多，也实

施了瓦斯抽采治灾方法，现在采掘布署调整关键是+515下山水

平，+515下山水平第一阶段开拓巷道调整关键有回风石门及斜

巷60m,人行上山220m,+490m底板抽放巷道300m,反石门60m,

累计640m巷道未施工。

2.采区巷道部署及工程量

我矿+515下山水平采区巷道关键有2114-2回风巷725m（其中

岩巷25m）,边切眼130叫中切眼130m,2114-2运输巷715叫

+490m底板抽放巷道380m,累计2080m巷道未施工，其中岩石巷

道400米，煤层巷道1680米。

+515上山水平还有1323-1运输巷100m,回风巷50m;1333-1

运输巷130m,开切眼120m,回风巷100m,1333-2运输巷260叫

回风巷260m,开切眼130叫累计1150m。

3.采区及采掘工作面接替次序

现在采煤工作面有1334-2采面和1323-2采面，其中1323-2

采面可采期还有30天，1334-2采面可采期还有6个月左右，正

在准备有1323-1工作面和1333-1采面，1323-1采面结束后就

准备1333T采面。1323-2采面回采结束后由1323-1采面接替,

该采面能服务8个月左右。1333T采面接替1334-2采面。1333T

采面接替1323T采面，2114-2采面接替13337采面。

4.采掘部署及采掘队伍安排

现在1323-2采面单产为斜长100mX采高1.35mX容重1.5X推

进度1m=202吨，1334-2采面单产为斜长150mx采高1.20mX容

重1.5X推进度1m=270吨，掘进回收煤日产50吨，正常日产量

522吨，能满足年产15万吨生产规模要求。

为了确保采掘接替要求,我矿计划在+515m上山水平安排三个

煤巷掘进班组，在下山水平安排一个岩石巷道掘进班组，两个

煤巷掘进班组，按“三八作业制”作业，掘抽采实施交替作业形

式，确保掘抽采平衡和达成治灾目标和要求。每个掘进班组安排

5-6人作业，每个作业点均配置班组长、电工、瓦斯检验员和现

场管理人员负责现场管理。

5.采掘布署调整井巷工程统计表

类另寸巷道名称工程量(m)备注

下

表：

序号

160

2220

3开拓巷道680

460

570

6725

7130

8130

准备巷道

9715

10100

1150

12130

13120

14100

15260

16260

17130

18110

第一节、瓦斯治理方案

坚持“安全第一、预防为主、综合治理”方针，以建设本质安

全型矿井为目标，以瓦斯治理利用为关键，以预防瓦斯事故为

关键，以技术创新和管理创新为关键，坚持先抽后采、治理和利

用并举方针，杜绝重特大事故，防范烘矿瓦斯事故，努力建设

本质安全型煤矿，确保能源供给安全和矿井可连续发展。

我矿为高瓦斯矿井，但因为相邻XXX煤矿于10月10日在开采

过程中发生煤和瓦斯突出，被县局列为按突出矿井进行管理矿

井。矿井瓦斯等级判定结果为：绝对瓦斯涌出量18.01m3/min,相

对瓦斯涌出量60.51m3/T;所以，我矿在开采B3、B4煤层瓦斯

治理上必需按含有突出危险性进行确定方案，必需严格落实实

施“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”瓦斯治理十六

字工作体系。

第二节、瓦斯抽采方案

1.采煤工作面采空区实施埋管抽放

2,采煤工作面实施本煤层顺层抽放

3.煤巷掘进工作面实施超前抽放和挂耳抽放

4.施工底板岩巷实施穿层抽放

第三节、防治煤和瓦斯突出

第一小节、区域性防突方法

xx煤矿煤层为近距离缓倾斜煤层，依据相邻矿井开采实际

情况，B4煤层无突出危险，能够采取先开采B4煤层后采B3煤

层，由上往下剥皮开采，以降低下邻近煤层突出危险程度。在B4

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煤层开采过程中，同时对B3煤层实施顺层预抽，以处理首采B4

煤层时下邻近煤层卸压瓦斯问题。对于B4煤层不可采区域，应

先对B3煤层实施顺层预抽。

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1、顺层预抽防突设计：

(1)顺层预抽防突钻孔部署

顺层预抽钻孔采取在机巷内沿煤层倾向施工上斜顺层钻孔，

其中上斜孔50m深，孔径42mm,沿工作面走向平行部署，钻孔

距开切眼不超出5叫钻孔间距2m,钻孔封孔严实不漏气，封孔

深度不低于8*

(2)顺层预抽防突指标确实定

a、顺层预抽单孔抽放量估计

经过**矿井实际考察，顺层预抽单孔抽放量，平均为

18.9L/min,在此/古计单孔抽放量为10L/min。

b、首采煤层防突钻孔控制范围内瓦斯储量。

W=WXB4=SXdXB4XHB4=500X120X1.55X18.83X1.3

=2276547m3

式中：S—防突钻孔控制范围

d一煤容重

B4一煤层瓦斯储量

B4—煤层厚度

首采煤层防突钻孔抽放量估计：Q=S/B.q

式中：S—防突钻孔控制范围

B一钻孔密度5X60

q一单孔抽放量(1OL/min)

即：0=500X120/(5X60)X10X10-3=2.0m3/min

C.煤层预抽指标及抽放时间确定

按《防治煤和瓦斯突出要求》要求，煤层瓦斯预抽率大

于或等于25%作为防治煤和瓦斯突出预抽指标，其预抽时间为：

m2(V/X25%)/(30X1440XQ)

式中：印一抽放时间(月)

W一预抽钻孔控制范围内煤和瓦斯储量总和

Q一防突钻孔预抽量(m3/min)

m2(2276547X25%)/(30X1440X2.0)=6.58(月)

即顺层预抽达6.58个月，其抽放型可达25%,以后该并B3

煤层采面能够回采。

4.区域管路管径选择

采区抽放管管径选择参考白皎煤矿抽放系统要求，工作面

顺层抽放选择2〃无缝钢管，采区主干管路选择4〃无缝钢管。

5.管路安设

2"无缝钢管和水平主管相联，沿采区总回风下山工作面机

（或风）巷联接处，再经过4"无缝钢管到抽放地点（抽放出口设

在总回风巷内）。

第二小节、区域防突方法

1）采区第一个采面正常投产后，在满足顺层预抽超前采掘

同时，要加大掘进石责头超前长钻孔预抽，尽可能消除掘进中煤

和瓦斯突出潜在危险。

2）加强钻孔施工管理，钻孔必需按设计施工，钻孔验收抽

查率不低于50%,杜绝钻孔未施工到设计终孔。确保钻孔终孔和

间距均匀，严格钻孔封孔管理。

3）加强预抽和掘进回采阶段效果检验资料搜集，不停总结

和完善预抽防突技术。

4）每个月应统计和整理钻孔自排量和抽放瓦斯量，计算各预

抽区域瓦斯抽出率和抽放解放原量，并向矿相关领导汇报，方

便合理采掘部署。

5）矿组织相关部门对投抽工作面进行验收，不合格应立即整

改，达成设计要求。每个月矿组织一次防突、抽放工作会，平衡

处理防突、抽放工作中出现问题、新矛盾。

第三小节、采掘工作面估计

一、采煤工作面估计

估计方法：钻孔法

1.估计孔部署工作面煤壁下部，其方位和煤层走向基础平

行，眼距1.0m〜1.5m,倾角30°〜40°,钻孔必需穿过B3煤层

并进入B3煤层底板不少于0.2米，孔径42mmo钻孔采取MZ-1.2

型煤电钻配以42mn钻头和1米麻花探钻杆施工。

2、用专门封孔器封孔，封孔后测量长度应为1.0米。

3、从钻孔进入B3煤层开始，每打1米测定一次钻屑量（s）,

每打1.5米测定一次瓦斯涌出初速度（q）,按表一要求指标及

衰减程度指标判别突出危险性。

钻孔法估计预报工作指标（表一）

突出危险性

参数名称单位

突出危险突出威胁

最大钻屑量（Smax）Kg/m26<6

最大瓦斯涌出初速度maxL/min•mN5<5

若出现只有q值超限但无显著衰减，而s值未超限，也无其

它突出预兆特殊情况，则采取辅助指标衰减程度进行判别。衰减

程度(zag)按下式计算：

zag=qt5/qt1

式中：qt5---第五分钟钻孔瓦斯涌出初速度，L/min.m;

qt1----第一分钟钻孔瓦斯涌出初速度，L/min.mo

判别指标:zagW0.55,突出危险;

zag>0.55,突出威胁。

估计为突出威胁时，每个估计循环应留不少于2米超前距；

估计预报判定工作面前方为突出危险，则必需采取钻孔排放方

法，消除其潜在突出危险。

二、掘进工作面估计

1)、突出危险性估计。

(1)、采取钻孔法测试瓦斯涌出最大初速度(qmax)和钻

屑量(Smax)估计突出危险性。

参数以下表。

单突出危险性

参数名称

位突出危险突出威胁

最大钻屑量(Smax)Kg/m26<6

最大瓦斯涌出初速度qmaxL/min•m25<5

（2）、估计钻孔部署：钻孔部署在煤体相对较软软煤分层中，

深度不低于870m,直径①42,通常不少于3个，平行于巷道掘

进方向，上、下郝各1个，中间一个，控制巷道轮廊线外，上帮

大于5m,下帮大于3m。

第四小节、局部综合防突方法

一、石门揭煤防突方法

我矿石门（断层）揭煤均采取震动性放炮揭煤防突技术方法。

（一）、突出危险性估计及方法效果检验

采区石门（断层）揭煤采取钻孔法估计预报和方法效果检验。

1.在巷道顶板距煤层法向距离不少于10m处，施工地质钻

孔，地质孔参数由矿技术人员负责设计，采集煤芯测定AP、千

值，计算综合指标K值作为突出危险性判别指标。

K230突出危险

K<30无突出危险

同时掘至距煤层底板法向距离不少于10米时，施工队必需

将岩石炸药更换为3#煤矿安全炸药，并严格按防突管理相关要

求和方法及实施。

2,若综合指标K值超标即有突出危险时，石门（断层）揭煤

工作面掘至距煤层法向距离不少于5m时，必需立即在砖头施工

抽放钻场，并停头，同时安排在石责头施工抽放孔，预抽揭煤点

煤层瓦斯。所施工抽放孔呈网络状均匀部署（5X5）,终孔间距

为2-3m,控制揭煤点四面不低于5m。只有经检测揭煤点煤层瓦

斯预抽率达成25%以上时，方可恢复施工，继续往前掘进。不然

必需采取延长抽放时间或补打抽放孔等补救方法。

3、恢复施工起，施工队必需实施“探三掘一”探掘方法。

4、石门（断层）揭煤工作面掘至距煤层法向距离不少于3.0m

或1.5m处，分别进行突出危险性估计，估计参数有钻屑量S值、

钻孔瓦斯涌出初速度q值，判别指标（见石门揭煤估计工作指标

表）。

石门揭煤估计工作指标

突出危险性

测试参数单位

突出危险无突出危险

最大钻屑量SmaxKg/m26