A04第四章 瓦斯灾害防治

1、第四章瓦斯灾害防治第一节瓦 斯一、邻近矿井瓦斯概况本井田西部的红旗井和其东部的新中煤矿均开采二1煤层，据瓦斯鉴定结果，新中煤矿在原来开采二1煤层时，相对瓦斯涌出量为10.9039.74m3/t，按煤与瓦斯突出矿井管理。因煤与瓦斯突出频繁，该井已于1989年停产。据红旗井瓦斯鉴定结果，相对瓦斯涌出量为7.469.36m3/td，见表4-1-1，现暂按高瓦斯矿井管理。瓦斯主要来源为采掘工作面，一般回采时绝对瓦斯涌出量为34m3/min，掘进时为1.52.5m3min，其次为老窑采空区。表4-1-1 红旗井历年矿井瓦斯鉴定结果表鉴定时间绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/td）矿井瓦斯等级开

2、采标高（m）1999.119.369.21低瓦斯矿井+1452000.048.528.97低瓦斯矿井+1752001.129.065.38低瓦斯矿井+1352002.087.464.89低瓦斯矿井+1152003.048.274.50低瓦斯矿井+1152004.108.334.46低瓦斯矿井+1002005.088.054.83低瓦斯矿井+100二、矿井瓦斯1矿井瓦斯赋存本井田总体构造形态为近东西向的单斜构造，滑动构造发育，对二l煤层顶板的完整性有一定的影响，局部有利于瓦斯的自然排放。本区瓦斯赋存的基本特征大致呈由西向东瓦斯含量逐渐增大，由浅到深瓦斯含量逐渐增高的变化趋势。据2003年12月河

3、南省煤田地质局三队编写的郑州市大峪沟矿务局大峪沟井田东段二1煤层瓦斯地质勘察总结中预测，本区二l煤层埋深、变质程度、成煤环境、煤层所处地质构造条件、煤体结构等影响煤层瓦斯赋存与涌出的地质条件与红旗井大致相同，仅瓦斯含量较红旗井高，因此，推测本井田未来开采时，瓦斯涌出特征与红旗井相似。本井田煤层瓦斯含量为4.4911.22m3/tdaf，一般在8m3/tdaf，根据地质报告提供的资料结合邻近矿井实际情况，本矿井按高瓦斯矿井设计。2煤层瓦斯涌出量（1）采煤工作面相对瓦斯涌出量预测对于一次采全高的单一煤层采煤工作面：q采=KpWh式中q采开采煤层相对瓦斯涌出量，m3/t；机械化程度系数，取1.0；K

4、p瓦斯放出系数，根据采矿设计手册查图得0.85（二1煤挥发份7.78%）；Wh煤层原始瓦斯含量，m3/t；二1煤为4.4911.22m3/t，平均8m3/t。 经计算，二1煤回采工作面相对瓦斯涌出量3.81659.537 m3t，平均6.8m3t。绝对涌出量4.8212.04 m3min，平均8.43 m3min。（2）掘进工作面瓦斯涌出量掘进工作面的瓦斯由巷道煤壁和掘进落煤两部分组成。掘进工作面瓦斯涌出量采用邻近矿井二1煤层掘进时实测值1.52.5m3min。三、矿井瓦斯基础资料来源及可靠性评价矿井瓦斯基础资料来源主要为地质报告和邻近生产矿井的实际资料，本设计依据以上基础资料计算采掘工作面和

5、矿井瓦斯涌出量，并作为本矿井安全设计的依据。由于本区处于由西向东瓦斯含量逐渐增大的过渡地带，建议矿方生产中进一步了解瓦斯赋存状况，高度重视瓦斯的检测与预测工作，指导安全生产。第二节 防爆措施本矿井采用炮采放顶煤采煤工艺，矿井生产期间瓦斯涌出量较大，瓦斯涌出不均衡。因此，必须坚持安全第一的方针，遵循“预防为主、综合治理”的原则，瓦斯综合治理的基本思想是，贯彻“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理工作方针，树立“瓦斯事故是可以预防和避免的”意识，实施“可保尽保、应抽尽抽”的瓦斯综合治理战略，坚持“高投入、高素质、严管理、强技术、重责任”，变“抽放”为“抽采”，以完善通风系统为前提，以瓦斯抽采和

6、防突为重点，以监测监控为保障，区域治理与局部治理并重，以抽定产，以风定产，地质保障，掘进先行，技术突破，装备升级，管理创新，落实责任，建设安全、高效、环保矿井。做好通风安全工作，以防瓦斯聚集、发生瓦斯事故。设计中采取了有针对性的防治措施。并要求矿井基建、生产过程中严格执行煤矿安全规程及其它有关法律、法规、规程、规范中关于防治瓦斯的有关规定。本矿井采用立井的开拓方式，实行中央分列式通风方式，全负压机械通风，各采掘用风地点严格按“规程”的规定进行配风；工作面采用后退式采煤法开采，工作面采用“U”型通风系统，全部陷落法管理顶板。设计采取的防止瓦斯事故的对策为：加强职工通风安全教育和培训，提高职工专业

7、素质和责任心，严格认真执行煤矿安全规程等有关规程、规范、政策，每年必须对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量进行鉴定，并报省煤炭管理部门审批；矿井生产期间应进行瓦斯观测，分析瓦斯涌出规律，对瓦斯涌出进行预测，并采取有针对性的措施；其具体的防爆技术和管理措施如下。一、瓦斯抽采详见本章第四节有关内容。二、防止瓦斯超限和积聚措施采掘巷道瓦斯超限的原因主要是通风不好引起的，其次是发生瓦斯局部积聚和瓦斯突然涌出，为此采取如下措施预防：1. 防止掘进巷道瓦斯积聚与瓦斯超限 在掘进巷道中最常遇到的瓦斯积聚形式有巷道顶板附近和支架附近空洞的积聚；回风巷矸石带附近积聚；在报废的风巷和采空区联接处积聚；钻孔中和打钻时

8、的孔口附近积聚；防止瓦斯积聚除采用独立通风外,尚需采取以下措施： 消除巷道顶板附近和支架附近空洞中瓦斯积聚的措施主要有： 全面地增加风速，在一般瓦斯涌出情况下使顶板处的风速不小于1.0m/s。 当风速不能满足要求时，在靠瓦斯涌出区段，局部增加风速，采用帆布风幛，靠顶板挂倾斜档板，安装水动引射器等方法，局部提高风速。 巷道掘进时，采用光爆，对超挖部分以不燃材料填实，消除空洞。 消除报废的风巷和采空区联接处的积聚主要采取及时封闭的措施，需重新启用时必须按有关规定先加强通风，确认瓦斯不超限后才可重新施工。 当一个掘进工作面的瓦斯涌出量大于3m3/s时，必须进行瓦斯抽放。 防止打钻时的瓦斯局部积聚采取

9、以下措施： 增加打钻巷道的供风量。 依靠在巷道中安设风幛、倾斜挡板、喷射器等，以局部增加钻孔孔口附近的风速。 在钻孔中瓦斯涌出量很大时，应在孔口安设专门的密封装置，并把瓦斯引入总回风巷中。 掘进工作面局扇必须设置在进风口侧新鲜风流处，防止产生循环风。风筒出风口应随工作面掘进及时移动，确保掘进工作面有足够风量。本矿井煤巷掘进工作面有效配风量为8m3/s。2. 防止回采工作面瓦斯聚积与瓦斯超限 采用独立通风。保证风量及风速符合煤矿安全规程要求。 在回采工作面与回风巷联接处（上隅角）附近设置一道木板隔墙或抗静电帆布风幛，迫使一部分风流清洗上隅角，防止瓦斯聚集。 进行工作面瓦斯预抽放、采空区瓦斯抽放。

10、 工作面采用上行通风，运输顺槽进风，轨道顺槽回风，以保证大功率机电设备的运行的安全性，有利于瓦斯排放。3、防止其它巷道瓦斯超限 独头巷道扩散通风距离不超过6m，且巷道宽度不得小于1.5m，巷道不得有瓦斯涌出，并经常检查其瓦斯是否超限。 所有巷道风速必须符合煤矿安全规程要求。 对已报废巷道或硐室或暂时不用的巷道或硐室或硐室的某一部分，必须及时密闭，并设置警示标志，经常检查密闭效果。 加强井底煤仓、采区煤仓、溜煤眼上下口的通风，以稀解瓦斯等有害气体，煤仓有多个放煤口时，必须轮换使用，防止放煤口上方瓦斯积聚及积煤自燃引起瓦斯爆炸。三、石门揭煤防突措施根据矿井瓦斯含量变化大、瓦斯压力大、煤层软、厚度变

11、化大，煤层开采由浅部往深部逐渐推进等特点，为预防煤与瓦斯突出事故的发生，应注意采取以下措施：、石门揭煤时防止煤与瓦斯突出的措施由于石门揭煤地点通常是新矿井、新采区还未被揭露的地点，其瓦斯压力、应力都处于原始状态，且揭穿煤层时，工作面由坚硬的岩层突然进入较松软的煤层，工作面前方的集中应力容易发生突变。上述条件，都为发生突出提供了必要的有利条件，在矿井建设及生产期间，对于石门揭煤，必须严格按煤矿安全规程、煤矿建设安全规定、揭煤施工技术安全措施等有关规程、规范的规定执行，编制专门的安全措施，以确保安全。1. 及时打钻孔掌握煤层赋存条件和瓦斯情况必须按掘进工作面距煤层的准确位置，在距煤层垂直距离10m

12、（地质构造复杂、岩石破碎的区域20m）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。钻孔超前工作面的距离不得小于5m，并有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯。岩巷掘进遇到煤线或接近地质破坏带时，必须有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯，发现瓦斯大量增加或其他异状时，必须停止掘进，撤出人员，进行处理。2. 测定煤层瓦斯压力等有关参数、预测或验证煤层的突出危险性根据煤矿安全规程第一百七十六的规定，新井建设期间必须根据揭穿各煤层的实际情况重新验证煤层的突出危险性。依据打钻所掌握的煤层赋存条件，在工作面距煤层法线距离5m以外，至少打2个穿透煤层全厚的或见煤深度不少于10m的钻孔，测定煤层瓦斯压力、瓦

13、斯含量及其它与突出危险性相关的参数，以便重新验证煤层的突出危险性，采取相应的防范措施。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。3. 打瓦斯排放钻孔或震动性放炮根据瓦斯压力测定结果，按照有关规定选择揭煤方法，并采取相应防护和安全措施。当预测为突出危险工作面时，必须采取防治突出的措施，经验证措施有效后，可用远距离爆破或震动爆破揭穿（开）煤层；若检验措施无效，应采取补救措施直至有效。当预测为无突出危险工作面时，可不采取防治突出措施，直接采用远距离爆破或震动爆破揭穿。4. 石门揭穿煤层前，必须编制专门设计，采取综合

14、防治突出措施，并按规定报有关部门批准。如预测瓦斯量较大，则进行瓦斯预抽放。5. 石门应尽量避免布置在地质构造复杂和破坏地带。6. 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：抽放或排放钻孔3m，水力冲孔5m，揭开（穿）倾斜或缓倾斜煤层1.5m。如果岩石松软、破碎，还应适当加大法线距离。7. 石门揭开（穿）煤层前，当预测为突出工作面时，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开（穿）煤层；若检验措施无效，应采取补充防治突出措施直至有效。当预测为无突出危险工作面时，可不采取防治突出措施，直接采用远距离爆破或震

15、动爆破揭开（穿）煤层。厚度小于0.3m的突出煤层，可直接采用远距离爆破或震动爆破揭开（穿）煤层。8. 防治石门突出措施可选用水力冲孔、排放钻孔、水力冲刷或金属骨架等措施。9. 掘进上山时不应采取松动爆破、水力冲孔、水力疏松等措施。10. 掘进作业必须采用远距离爆破、震动爆破、避难硐室、反向风门、压风自救系统等安全防护措施。作业人员必须携带隔离式自救器。11. 采取震动爆破措施时，应遵守下列规定： 必须编制专门设计。爆破参数、爆破器材及起爆要求，爆破地点，反向风门，避灾路线及停电、撤人和警戒范围等，必须在设计中明确规定。 震动爆破工作面，必须具有独立、可靠、畅通的回风系统，爆破时回风系统内必须切

16、断电源，严禁人员作业和通过。在其进风巷道中，必须设置2道坚固的反向风门。风门墙垛用混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于0.8m。门框和门可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于100mm，风门厚度不得小于50mm，两道风门之间的距离不得小于4m。与回风系统相联的风门、密闭、风桥等通风设施必须坚固可靠，防止突出后的瓦斯涌入其他区域。 震动爆破必须由矿技术负责人统一指挥，并有矿山救护队在指定地点值班，爆破30min后矿山救护队员方可进入工作面检查。应根据检查结果，确定采取恢复送电、通风、排除瓦斯等具体措施。 震动爆破必须采用铜脚线的毫秒雷管，雷

17、管总延期时间不得超过130毫秒，严禁跳段使用。电雷管使用前必须进行导通试验。电雷管的联接必须使通过每一电雷管的电流达到其引爆电流的2倍。爆破母线必须采用专用电缆，并尽可能减少接头，有条件的可采用遥控发爆器。 应采取挡栏设施降低震动爆破诱发突出的强度。 震动爆破应一次全断面揭穿或揭开煤层。如未能一次揭穿煤层，在掘进剩余部分时（包括掘进煤层和进入底（顶）板2m范围内），必须按震动爆破的安全要求进行爆破作业。并严禁使用冲击式破岩工具。采用金属骨架措施揭穿煤层后，严禁拆除或回收骨架。揭穿或揭开煤层后，在石门附近30m范围内掘进煤巷时，必须加强支护。 在突出危险区，掘进工作面进风侧必须设置至少2道牢固可

18、靠的反向风门。反向风门距工作面的距离，应根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定。 放炮时风门必须关闭，对通过内墙垛的风筒，必须设有隔断装置。放炮后，矿山救护队和有关人员进入检查时，必须把风门打开顶牢。12. 石门揭煤采用远距离爆破时，必须制定包括爆破地点，避灾路线及停电、撤人和警戒范围等的专门措施。远距离爆破时，回风系统必须停电撤人。爆破后，进入工作面检查的时间应在措施中明确规定，但不得小于30min。13. 在掘进工作面附近、爆破时撤离人员集中地点必须设有直通矿调度室的电话，并设置有供给压缩空气设施的避难硐室或压风自救系统。工作面回风系统中有人作业的地点，也应设置压风自救系统。14.

19、突出的煤必须及时清理，以防止自燃引起瓦斯煤尘爆炸。清理突出的煤时，必须制定防煤尘、片帮、冒顶以及瓦斯超限、出现火源、再次发生事故的安全措施。15. 新建矿井瓦斯突出规律未掌握之前，放震动炮时，井下人员必须全部撤至地面。16. 放震动炮时，井口、通风机房及其周围50m范围内严禁烟火。17. 详细记录每次震动性放炮的有关技术参数和爆破效果，以备总结分析。 石门揭开煤层前，必须按规定测定瓦斯压力；沿煤层掘进巷道时，应打超前钻孔，以探明构造含瓦斯情况。 矿井采掘工作面瓦斯涌出量突然变大时，应注意防止局部瓦斯富集区发生瓦斯大量涌出、喷出或突出。 本矿井开采煤层瓦斯含量高，瓦斯涌出量相对较大，应积极预防煤

20、与瓦斯喷出或突出等动力现象的发生。 在井巷施工或矿井生产中，应进一步测定煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数等有关参数，以便对新投产采区或矿井的瓦斯涌出动力现象做进一步的分析和鉴定。、其它防突措施1. 在突出煤层采掘工作面附近、爆破时撤离人员集中地点必须设有直通矿调度室的电话，并设置有供给压缩空气设施的避难硐室或压风自救系统。工作面回风系统中有人作业的地点，也应设置压风自救系统。2. 煤巷、半煤岩巷及有瓦斯涌出岩巷的掘进通风方式都应采用压人式。安装和使用局部通风机和风筒必须遵守煤矿安全规程第一百二十八、一百二十九、一百四十一条的规定执行。3. 高瓦斯区域、煤与瓦斯突出危险

21、区域煤巷掘进工作面，严禁使用钢丝绳牵引的耙装机。4. 可以使用耙装机的工作面，使用耙装机时必须遵守煤矿安全规程第七十三、七十四条的规定执行。5. 1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，应进行瓦斯抽放。6. 设计回采采用上行通风；工作面开采前，进行煤层注水，有利于防突。7. 设计配备了井下移动式瓦斯抽放系统，矿井生产过程中要坚持瓦斯抽放，降低煤体瓦斯压力，减少瓦斯突出的可能性。8. 注意搞好顶板管理，当悬顶过长不跨时应强迫放顶，在地质构造复杂和老顶来压段应加强顶板监护和有效控制。9. 在井巷施工或矿井生产中，应

22、进一步测定煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数等有关参数，以便对新投产采区或矿井的瓦斯涌出动力现象做进一步的分析和鉴定。10. 注意搞好顶板管理，当悬顶过长不跨时应强迫放顶，在地质构造复杂和老顶来压段应加强顶板监护和有效控制。五、杜绝火源措施1. 采区内电动机、电器、变压器均采用防爆型；弱电设施为本安型。生产过程中应加强机械及电器设备的管理，按照煤矿安全规程第490条的规定周期进行各项检查、测定和调整，保持其各项性能完好。按照作业规程进行操作，防止机械磨擦及碰撞引起火花及电火花引爆瓦斯和煤尘。2. 必须使用安全炸药，采用水炮泥，在放炮前后仔细检测瓦斯浓度，在瓦斯浓度达到1

23、%时，严禁装药爆破。严禁违章作业。3. 巷道所用风幛必须用不透气、抗静电、不延燃、耐撕裂的材料制造，以防静电引起火花引发瓦斯及煤尘爆炸。4. 井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火炉取暖。5. 井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。6. 井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定专门安全措施，并遵守下列规定： 指定专人在场检查和监督。 电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。工作地点应至少备有2个灭火器。 在井口房、井筒和

24、倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。 电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%，只有在检查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。 电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查1h，发现异状，立即处理。 煤层中未采用砌碹或喷浆封闭的主要硐室和主要进风大巷中，不得进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。7. 严禁在井下修理矿灯。8. 井下工作人员必须严格遵守煤矿安全规程及各工种有关规定。9. 采用湿式打眼，防止火花产生。10. 井下各供电系统采用中性点不

25、接地系统，在各采区变电所、配电点及机电硐室等处均设置局部接地极，通过接地线、电缆铠装外皮及接地芯线将上述接地极接成一完整接地网，该网的任一处接地电阻均不得大于2。井下高、低配电设备均设有选择性漏电保护装置。11. 各种电气设备及测量仪器、仪表的使用、检修均应严格按煤矿安全规程及有关工种的有关规定执行。12. 加强井下电气设备及机械设备的维护管理。13. 采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯达到1%时，必须停止用电钻打眼及一切施工。14. 对因瓦斯浓度超过规定应切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，才可通电启动。16. 不得穿化纤服装下井。六、其它措施1. 加强对通风设备、设施的管理，

26、经常检查维修，保证设备、设施一直处于良好运行状态。2. 经常进行各用风地点的风量、风速、瓦斯、煤尘等参数测定，使之符合煤矿安全规程要求。3. 在主要风巷中，均建立测风站，测风站设置应符合煤矿安全规程要求。4. 串联通风时，进入串联工作面的风流中，必须装有瓦斯自动检测报警断电装置，并及时将信息传入安全监测系统。瓦斯和二氧化碳浓度、其它有害气体浓度均应符合煤矿安全规程要求。5. 及时对采空区实施封闭，并根据有关规定及具体情况定期检查。6. 矿井总回风巷或一翼回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过0.75%时，必须立即查明原因，进行处理。7. 采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度

27、超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。8. 采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。9. 矿井必须有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须通过通风、瓦斯检查人员检查，证实无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度符合煤矿安全规程规定时方可开启。10. 局扇及其启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道通回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局扇的吸入风

28、量，局扇安装地点到回风口间的巷道的最低风速应符合煤矿安全规程规定的最低风速要求。11. 必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离应在作业规程中明确规定。12. 不得使用1台局扇同时向2个作业的掘进工作面供风。13. 使用局扇通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局扇及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局扇。14. 每年必须由国家授权的权威鉴定部门对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定，报有关部门备案。15. 严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。16. 局扇因故停止运转，在恢复通风前

29、，必须检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且符合上边第23条要求时，方可人工开启局扇，恢复正常通风。停风区中瓦斯浓度超过1%或二氧休碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3%时，必须制订安全排瓦斯措施，报矿技术负责人批准。在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%，且采区回风系统内必须停电撤人，其它地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。只有恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度不超过1%和二氧化碳浓度不超过1.5%时，方可人工恢复

30、局扇供风巷道内电气设备的供电和采区回风系统内的供电。第三节 隔爆措施一、隔爆措施隔爆措施是把已发生的爆炸截住，不使其传扩开来，以限制在最小的范围内，使爆炸不致由局部扩大为全矿性的大灾难。隔爆措施有设置岩粉棚、设置水棚、撒布岩粉、设置自动式防爆棚和隔爆水幕。设计主要采用设置隔爆水槽棚的方式作为主要隔爆措施，原理是利用水在爆炸时形成的高温下被汽化为水雾，既降低了爆炸火焰的温度，又降低了空气中的氧含量，因而能起到隔断火焰，阻止爆炸传播作用。二、隔爆水槽棚的设置1主要隔爆棚和辅助隔爆棚水棚隔爆原理是以水代替岩粉，利用水在爆炸高温下汽化为雾带并吸收大量热量，熄灭火焰并阻止爆炸的传播。水棚按隔绝煤尘爆炸作

31、用的保护范围，分为主要隔爆棚和辅助隔爆棚。（1）主要隔爆棚应设置在下列地点：矿井两翼与井筒相联通的主要运输大巷和回风大巷等巷道；相邻采区之间的集中运输巷道和回风巷道；相邻煤层之间的集中运输石门和回风石门；（2）辅助隔爆棚应设置在下列地点：采煤工作面进风、回风巷道；采区内的煤层掘进巷道或半煤巷掘进巷道；采用独立通风、并有煤尘爆炸危险的其它巷道，隔绝与煤仓、装载相通的巷道。2隔爆水棚设置（1）水槽棚的结构和选型水棚是由架设于巷道顶部的水棚箱组成，水棚包括水槽棚和水袋棚，水槽有木制（铺以塑料布）和塑料制品。水槽和水袋都必须符合MT157-87煤矿用隔爆水槽、隔爆水袋通用技术条件的规定，经国家质检部门

32、检验合格；40L及小于40L的水袋棚，不得作为主要隔爆棚。本设计选用水棚材质为改性聚氯乙烯塑料制成的水槽棚，透明，可观察到水棚内的盛水位置，顺槽的隔爆水棚可采用帆布水袋棚。水槽规格型式为40L，GS40-4A型，形状为倒梯形，其上平面尺寸570390mm，下平面尺寸为510350mm，净高210mm，容水量40L。水槽的支承方式采用嵌入式，托架材料选用4040角钢。（2）水槽棚的计算与布置总水量G=gs式中：G总水量，kg；g每m2巷道需水量kg/m2,主要巷道取400 kg/m2 ，其它巷道取200kg/m2；S巷道断面积，m2。每架水棚水量Gn设计选用的水槽每个容量40L，每架2个水槽，计

33、80L。水棚架数n=G/Gn水棚区长度L=nc式中：L水棚区长度，m；n水棚架数，架；c水棚间距，m，取c=2.0m。水棚的布置采用集中分段布置方式。根据上式计算，有关巷道的水棚长度为32m128m，水棚架数为相应长度的一半。详见图4-3-1及附图C1728GKA-150-1。（3）水棚棚列间距集中式水棚棚列间距按不小于1.2m，也不大于3m布置。主要隔爆棚的棚区长度不得小于30m，辅助隔爆棚的棚区长度不得小于20m。（4）水棚的设置水棚位置的设置原则a.水棚安设在直线巷道内，安设区前后至少20m长的范围内巷道断面形状尺寸应保持一致。水棚禁止安设在巷道挑顶的地方。b.集中式水棚安设在与采掘工作

34、面、装载点等爆源的距离大于60m，小于200m的范围内。在工作面顺槽内，新安设的水棚与工作面的距离为200m。c.在巷道交岔口，集中式水棚的安设位置距巷道交岔口转弯处的距离应大于50m，小于75m。距风门和调节风门的距离必须大于25m。d.在回采工作面巷道和煤层掘进巷道，两相邻集中式水棚之间的距离不得大于200m，特殊情况下不得大于250m，在其它巷道里不得大于400m。e.棚列的水棚之间的间隙与水棚同支架或巷道周壁之间的间隙之和不得大于1.5m，特殊情况下不得不大于1.8m，两个水槽之间的间隙不得大于1.2m。f.水棚边缘与巷壁、支架、顶板之间的垂直距离不得小于10cm，水棚底部至顶板（或顶

35、梁）的垂直距离不得大于1.6m，水槽底部至巷道轨面的垂直距离不得低于巷道高度的1/2，并不小于1.8m。水棚隔爆的保护范围a.隔绝矿井两翼与井筒相通的主要运输大巷、进风大巷、回风大巷；b.隔绝两相邻采区之间的运输巷和回风巷；c.隔绝采煤工作面，煤巷、半煤巷掘进工作面；d.隔绝采用独立通风并有煤尘爆炸危险的其它巷道； e.隔绝与煤仓、装载点、爆破材料库相通的巷道。水棚的设置位置和数量根据以上水棚位置的设置原则和水棚隔爆的保护范围，设计在轨道大巷、上仓带式输送机巷、回风大巷、采区上山、工作面顺槽、掘进工作面巷道等巷道中均设置了隔爆水棚。（5）水棚的管理及注意事项生产期间，矿井通风图上须表明准确位置

36、，注明棚区长度，水棚装置形式、总水量。水棚区布置有上水管接头，备有上水软管。损坏的水棚必须及时更换，随时补充水槽内的水，40L水槽的实际盛水量不得小于35L。水棚与工作面距离超过规定时，要及时移动，移动水棚时必须按规定进行，先将一半水棚移到指定位置安装好，盛满水后，再移动另一半水棚到新指定的地点安装好并盛满水。水棚盖或水面有沉积的煤尘及时清除。水棚应每周至少进行一次检查。矿井应每周至少检查一次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量或岩粉量及安装质量是否符合要求。井下使用的水槽必须是通过专门鉴定机构进行鉴定允许使用的水槽，未经检验的水槽严禁使用。3水棚给水系统水棚中的水槽补给水，是利用井下消防洒水管

37、路在水棚布置处内设有补给水接头。应定期检查水棚中水槽的水量，及时补给。生产单位建矿后也可根据具体情况选择隔爆水袋或隔爆水槽。布置方式按有关规定执行。组与组之间的间距不得大于150m。第四节 矿井瓦斯抽采一、本矿井瓦斯赋存情况据2003年12月河南省煤田地质局三队编写的郑州市大峪沟矿务局大峪沟井田东段二1煤层瓦斯地质勘察总结中预测及河南省煤田地质局文件豫煤地（2004）7号“关于河南省郑州市大峪沟矿务局大峪沟井田东段二l煤层瓦斯地质勘查总结的评审意见”得知以下瓦斯赋存情况：1本区二l煤层埋深、变质程度、成煤环境、煤层所处地质构造条件、煤体结构等影响煤层瓦斯赋存与涌出的地质条件与红旗井大致相同，仅

38、瓦斯含量较红旗井高，因此，推测本井田未来开采时，瓦斯涌出特征与红旗井相似。红旗井于1992年建井，开采二l煤层，在矿井东部凉水泉水库附近与本矿相邻。开采方法为走向长壁式炮采放顶煤，顶板管理采用全部垮落法。该矿井14070、14090工作面瓦斯涌出资料见下表4-4-1。表4-4-1 红旗井瓦斯涌出与煤层瓦斯含量关系表工作面编号风量（m3/min）CH4浓度（%）CH4相对涌出量（m3/td）煤层瓦斯含量（m3/tdaf）相对涌出量/煤层瓦斯含量140707967060547401.374744080440251.761409065080634534.51（1508孔）1.00据近几年矿井瓦斯鉴定

39、结果，绝对瓦斯涌出量为7.469.36 m3/min, 相对瓦斯涌出量（CH4）在4.509.21m3/td之间，矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，其相对涌出量一般是煤层原始瓦斯含量的11.76倍。2本区二1煤层瓦斯成份以CH4为主，除去构造影响外，其所占比例均在80%以上，因此本区为煤层瓦斯沼气带，仅在浅部（煤底标高+150m以浅）有氮气沼气带赋存。本井田二1煤层瓦斯含量为4.4911.22m3/tdaf，一般在8m3/tdaf，根据地质报告提供的资料结合邻近矿井实际情况，本矿井按高瓦斯矿井设计。根据本区相邻红旗矿井生产实践，本矿井未来开采时，采煤方法、生产效率与红旗矿井相近，以上述红旗矿井相对涌出

40、量与煤层原始瓦斯含量之间的关系（1.76倍）计算，矿井相对瓦斯涌出量预计为7.919.75m3/td，一般在14.08 m3/td左右，为高瓦斯矿井。建议在生产过程中，注重矿井通风和瓦斯监测，加强瓦斯地质研究及瓦斯灾害预防工作，确保矿井生产安全。3从本区二1煤层瓦斯条件而言，由于煤的破坏类型为，煤的坚固性系数（f）普遍较低，仅为0.160.22,平均0.18，因此，即便是在煤层瓦斯含量较低的浅部，突出危险性综合指标K值也远大于20，按此指标评价，该矿煤层应有突出危险性，但相邻红旗矿井近几年来的开采实践表明，开采过程中均未发生煤与瓦斯突出事故，因此，就本矿井而言，用突出危险性综合指标K值来确定本

41、区煤的突出危险性，其意义不甚明显。鉴于区内二1煤层瓦斯含量普遍较低，瓦斯压力实测值为0.530.73Mpa，煤层瓦斯处于欠饱和状态，缺乏瓦斯突出的物质基础和动力条件，根据郑州市大峪沟矿务局大峪沟井田东段二1煤层瓦斯地质勘查总结确定其为无突出危险性煤层。本区煤层瓦斯分布不均，发生瓦斯灾害的几率低，有利于区内煤炭资源的开发，但需注意的是煤层瓦斯的赋存具有强烈的非均质生，尤其在煤层突然增厚处，并伴随有小的构造有可能造成煤层瓦斯的相对聚集，极易发生瓦斯灾害。需要强调的是本区因构造的影响，煤体结构遭受严重破坏，局部呈糜棱状煤，煤与瓦斯突出综合指标较大，一但遇到煤层瓦斯聚集，很有可能产生瓦斯灾害。因此，在

42、未来新井的建设和开采过程中，仍应注重矿井通风和瓦斯监测，加强瓦斯地质研究工作，特别是随着生产的揭露和煤层瓦斯涌出资料的积累，要重新分析研究本区的煤与瓦斯突出的危险性，及时做出新的突出危险性预测，确保矿井生产安全。二、瓦斯抽采的必要性根据煤矿安全规程第一百四十五条规定，一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。必需建立地面永久抽采瓦斯系统或井下临时抽采瓦斯系统。从煤矿安全生产角度而言，建立矿井抽采系统主要取决于抽采瓦斯的必要性指标，如瓦斯含量、瓦斯涌出量等，即在保持回采面适宜风速（或允许风速）前提下合理的通风能力所能

43、稀排的瓦斯量；同时取决于抽采瓦斯的可能性指标，如煤层的透气性、瓦斯压力、钻孔瓦斯流量衰减系数等。1回采工作面瓦斯涌出量参考指标（1）开采单一煤层时的回采瓦斯涌出量计算也可由下计算：式中qf开采层本层瓦斯涌出量，m3/t；机械化程度系数，取1.0；Kp瓦斯放出系数，取0.85；Wh煤层瓦斯含量，4.4911.22 m3/t，平均8 m3/t。经计算，二1煤回采工作面相对瓦斯涌出量3.81659.537 m3t，平均6.8m3t。绝对涌出量4.8212.04 m3min，平均8.43 m3min。（2） 相对瓦斯涌出量指标根据各煤层工作面的开发强度、配风量，设计在既保证产量又保证安全生产的情况下，

44、依据通风手段可稀释的瓦斯相对涌出量如下：q式中q瓦斯相对涌出量，m3/t；C回风风流中瓦斯浓度，按煤矿安全规程规定取1；S工作面最小通风断面，取5.28 m2；V工作面适宜风速，适宜风速取2.5 m/s，最大风速取4m/s；A日产量，取1818t/d；K瓦斯涌出不均衡系数，取1.5；得出通风可以稀释的瓦斯相对涌出量：q=6.97m3/t（适宜风速时），q=11.15m3/t（最大风速时）；（3）绝对瓦斯涌出量指标回采面绝对瓦斯涌出量指标，根据回采工作面过风断面的大小及回采工作面风速的取值来确定，即式中q绝回采工作面绝对瓦斯涌出量指标，m3/min；q0通风所能稀释的瓦斯涌出量，m3/min；C

45、回风风流中瓦斯浓度，按煤矿安全规程规定取1；Smin工作面最小通风断面，取5.28m2；Vi工作面风速，适宜风速取2.5 m/s，最大风速取4m/s；Kw瓦斯涌出不均衡系数，取1.5；计算得q0=6.07m3/min（适宜风速时），q0=9.71m3/min（最大风速时）。根据上述计算结果，矿井需要建立瓦斯抽采系统。2邻近层瓦斯涌出量参考指标据郑州市大峪沟矿务局大峪沟井田东段二1煤层瓦斯地质勘察总结中对红旗井主采二1煤层的瓦斯涌出特征叙述，矿井瓦斯涌出主要来自开采煤层本身。且本矿井二1煤层下部的一1可采煤层已开采至-150m水平附近，两煤层相距约70m，大致相当于二1煤层的-80m水平附近。一

46、1煤层的开采，使得其上覆岩层破裂塌陷，地应力得以释放，从而有利于二1煤层瓦斯压力的降低。因为，一1煤层已大部分开采完毕，考虑其抽采量小，无抽采价值，同时缺少邻近层及解放层瓦斯资料，无法对其它邻层的瓦斯情况作出判断，所以，本设计暂不考虑邻近层的瓦斯抽采。3矿井抽采瓦斯参考指标随着矿井工作面单产的日益提高，在矿井相对瓦斯涌出量一定的条件下，绝对瓦斯涌出量大大提高。因此，套用原有的相对涌出量指标已显得不能适应形势的发展，且意义不大。只要通风或其他措施不能解决瓦斯问题，或矿井有稳定的抽采量满足利用要求，就应建立抽采系统。4二1煤层瓦斯抽采参考指标通风可以解决的瓦斯含量指标，由下式求得，当瓦斯含量大于W

47、OB时，需进行瓦斯抽采。式中 WOB通风可以解决的瓦斯含量指标，m3/t；Wc残存瓦斯量，二1煤层为无烟煤，取6m3/t； Q工作面配风量，取1200 m3/min；A工作面日产量，取1818t/d；C回风风流中瓦斯浓度，按煤矿安全规程规定取0.75%；计算得WOB=10.75m3/t,二1煤层瓦斯含量为4.4911.22m3/t，一般在8m3/t，即局部瓦斯含量大于通风能够解决的瓦斯含量，所以，需要进行抽采。综上所述，本矿井建立瓦斯抽采系统。5抽采瓦斯难易程度指标矿井可在抽采前对二1煤层打钻孔，来测算二1煤层的透气性系数及百米钻孔瓦斯流量衰减系数。衡量煤层预抽瓦斯难易程度。6矿井瓦斯抽采系统

48、设计推荐初期建立井下移动瓦斯抽采站。主要理由如下：（1）根据相邻红旗井二1煤层瓦斯抽采经验得知煤层透气性较差，且本矿井地面地形条件复杂，采用地面钻孔抽采瓦斯不经济。（2）根据矿井煤层瓦斯含量及瓦斯涌出量计算结果，局部需要进行抽采，在浅部及瓦斯含量低的区域，通风可以解决瓦斯问题，矿井瓦斯分布不均匀，抽采系统服务年限较短，抽采量不稳定，不宜建立地面集中抽采系统。（3）相邻的红旗矿井以及邻近的条件相似的鹤壁六矿八采区，均建立井下移动式瓦斯抽采泵站，系统简单，投资省，效果好。特别是相邻红旗矿井与本矿井同属一个矿务局，具备丰富的移动瓦斯抽采经验，可利于本矿井借鉴。（4）随着矿井开采深度增加，矿井煤层瓦斯

49、含量呈增加趋势，矿井生产期间，须进行瓦斯观测，分析瓦斯涌出规律，对瓦斯涌出进行预测，根据预测结果，适时建立地面抽采系统。6. 掘进工作面抽采瓦斯必要性分析由于对邻近二1煤层掘进工作面实测绝对瓦斯涌出量为:1.52.5 m3min，且计算预测掘进工作面瓦斯涌出量为1.14 m3min。均小于3 m3min，所以暂考虑不对掘进工作面进行抽采。三、矿井年抽采量及抽采年限（一）矿井瓦斯储量及可抽量1瓦斯储量计算范围本井田属石炭、二迭系含煤地层。含煤岩系有二迭系上统上石盒子组、下统下石盒子组和山西级、石炭系上统太原群。煤系地层总厚 度646.16m，共分八个煤组，含煤21层，煤层总厚19.19m，含煤系

50、数为2.96%，其中含可采煤层2层，为太原群的一1煤层和山西组的二1煤层，其一1煤层已开采至-150m水平以下，二1煤层尚未开采。由于井田内其它煤层及围岩受采动影响后向二1煤层开采空间排放瓦斯情况尚不明确，且缺少邻近煤层瓦斯资料，所以，本矿井瓦斯储量计算范围，暂不计算围岩及邻近层或其它不可采煤层。2瓦斯储量及可抽量（1）储量本矿井瓦斯储量暂只计算二1煤层储量如下式式中 W矿井瓦斯储量，Mm3；Ali矿井i可采煤层的地质储量，38.1Mt；Wli矿井i可采煤层的瓦斯含量，取8m3/t；计算得二1煤层瓦斯储量W=304.8 Mm3。围岩瓦斯储量按煤层瓦斯储量的0.1（围岩瓦斯储量系数）计算，围岩瓦

51、斯储量为30.5Mm3。矿井瓦斯储量共计335.3Mm3。（2）可抽量本矿井瓦斯可抽量按单一煤层计算如下式式中N每吨煤瓦斯可抽量，m3/t；C丢煤百分率，取25%；b解吸瓦斯系数，一般取1；Wh煤层瓦斯含量；取8m3/t；Wc煤层残存瓦斯量，取6 m3/t；计算得N=2.67 m3/t。全矿井瓦斯可抽量为：QNAC1式中 Q矿井瓦斯可抽量，Mm3；A矿井可采储量，23.362Mt；C1矿井瓦斯抽采率，取35。经计算，全矿井瓦斯可抽量Q21.83Mm3。3. 年抽采量及抽采年限（1）矿井年瓦斯抽采量2.670.61.6Mm3（2）抽采年限根据矿井瓦斯可抽量及年瓦斯抽采量，二1煤层抽采年限为13.

52、6a。由于选择井下临时瓦斯抽采系统，瓦斯抽采工作根据井下瓦斯实际情况确定，因此实际抽采年限应和矿井服务年限相一致。（二）瓦斯涌出量计算1煤层瓦斯主要参数煤层瓦斯主要参数实测值：（1）瓦斯风化带深度区内二1煤层瓦斯成分以CH4为主，为60.34%93.73%，根据煤层瓦斯分带标准，除去构造影响因素，本区二1煤层瓦斯大部分为沼气带，仅在浅部（煤底标高+150m以浅）有氮气沼气带赋存。即瓦斯风化带水平深度为二1煤层底板标高+150m水平以浅。（2）煤层瓦斯压力本区二1煤层实测瓦斯压力为0.530.73Mpa，但由兰氏方程求得的煤层瓦斯压力应远低于实测值，表明煤层瓦斯呈低压状态赋存。（3）煤层中残存瓦

53、斯量二1煤层为为无烟煤，根据采矿工程设计手册其残存量为68 m3/t。（4）煤的孔隙率二1煤层孔隙率为16%。（5）瓦斯含量梯度二1煤层瓦斯含量的变化与煤层瓦斯成分变化大体一致，但与煤层埋深的关系并不十分明显。在煤层埋深150m以浅（煤层底板标高+100m附近）范围内，随埋深的增加瓦斯含量明显增加，之后，受F104断层的影响，随煤层埋深瓦斯含量无大的变化，一般在810 m3/tdaf之间，当煤层埋深至350400m（煤层底板标高-50-100m）以深时，由于受F9断层的影响，其瓦斯含量又趋于降低，煤层瓦斯含量一般在8m3/tdaf以下。上述特征表明，本区煤层瓦斯含量虽有随煤层埋深增加而增高的变

54、化趋势，但其相关性并不明显。且与区域煤层瓦斯赋存规律一样，本区二1煤层瓦斯含量在煤层走向上有自西向东逐渐增高的变化趋势。通过对地质的分析整理可见，井田内煤层瓦斯含量的赋存，在纵向上，随煤层埋深的增加而增加，且符合近似线性递增的规律；在横向上，同一水平的不同地质块段煤层具有不同的瓦斯含量值，体现出瓦斯赋存的不均衡性。设计根据上述特点，在煤层瓦斯含量计算确定时，以瓦斯含量等值线为准，对不同的地质块段分别求算瓦斯梯度。2瓦斯涌出量计算矿井瓦斯涌出量的预计目前普遍采用的方法为矿山统计法、分源预测法、综合法三种，由于矿山统计法和综合法需要实测资料，这对于新设计的矿井不具备应用条件，因此本矿井矿井瓦斯涌出

55、量的预计采用分源预测法。分源法预测矿井瓦斯涌出量亦称瓦斯含量法预测矿井瓦斯涌出量。该预测法的实质是按照矿井生产过程中瓦斯涌出源的多少、各个瓦斯源涌出瓦斯量的大小，来预计该矿井各个时期(如投产期、正常生产期、萎缩期等)的瓦斯涌出量。因此，能为矿井通风设计提供更合理的矿井瓦斯涌出量基础资料，并为高、低瓦斯煤层如何合理配采，减少矿井瓦斯涌出不均衡提供科学依据。各个瓦斯源涌出瓦斯量的大小是以煤层瓦斯含量，瓦斯涌出规律及煤层开采技术条件为基础进行计算确定的。根据煤炭科学研究总院抚顺分院的研究，矿井瓦斯涌出的源、汇关系如图441所示。计算各个源的瓦斯涌出量时，在不影响预测精度的要求下，为了计算方便，根据瓦斯涌出规律，对有些计算作了简化处理；有些参数根据研究结果和各矿的实际经验，给出了确定值或范围。汇：矿井瓦斯涌出生产采区瓦斯涌出源：已采采区采空区瓦斯涌出回采工作面瓦斯涌出源：生产采采区采空区瓦斯涌出掘进工作面瓦斯涌出源：开采层瓦斯涌出源：邻近层瓦斯涌出源：煤壁瓦斯涌出源：落煤瓦斯涌出图4-4-1 矿井瓦斯涌出源、汇关系（1）原始