xx煤矿矿井瓦斯治理方案

1、 xxxxxxxxx煤业有限责任公司（xx煤矿）矿井瓦斯治理方案二一四年二月会审综合意见表项目名称：矿井瓦斯治理方案会审意见：参加会审人员签字： 会审日期：目录前 言1第一章 矿区概述3第一节 概述3第二节 开采技术条件3第二章矿井开拓开采现状7 第一节 矿井开拓开采概况7第二节 主要生产系统概况7第三章 瓦斯治理的必要性和可行性10第四章 瓦斯治理方案11第一节 合理煤层开采顺序、优化采掘系统11第二节 优化抽采系统、保证顺利抽放11第三节 防突管理12第四节 一通三防管理15第五节 其它安全技术措施17第五章 瓦斯治理保障措施20第一节 建立安全技术管理体系20第二节 完善各项管理制度20

2、第三节 加强监督检查21第四节 加强日常管理，注重隐患跟踪，全力消除隐患22第六章 预期效果23前 言一、瓦斯治理原因为深入开展煤矿安全生产治理行动，推进煤矿瓦斯综合防治工作体系建设，进一步深化我矿瓦斯治理，防治瓦斯事故的发生，确保煤矿安全生产，结合我矿的实际情况，特制定本方案。二、指导思想严格遵循国家产业政策和有关规范、规定、规程、标准；牢固树立“以人为本”、“安全发展”理念，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、

3、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。三、瓦斯治理基本要求进一步加强一通三防管理，找出矿井通风系统和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，建立健全一通三防管理制度，提高安全管理水平，使矿井通风系统合理，稳定、可靠，瓦斯治理工作到位。力求达到生产布局优化、开拓开采正规、系统合理可靠、监测监控有效、现场管理到

4、位，为实现矿井安全生产的目标奠定坚实基础。四、瓦斯治理基本原则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、合理生产布局，确保抽、掘、采关系平衡。3、瓦斯治理能力大于生产能力。4、建立完善可靠的通风系统（通风可靠）确保系统合理、设施完好、风量充足、风流稳定。5、加大瓦斯抽采力度（抽采达标），实现“多措并举、应抽尽抽、抽采平衡、效果达标”的要求。6、建立有效的安全监测监控系统（监控有效），确保装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速。7、严格管理（管理到位），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

5、事故的发生。五、瓦斯治理目标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、建立完善的瓦斯监测监控系统，确保监控有效。六、瓦斯治理范围及治理重点我矿现在正进行15万吨整合工程改造，主体工程已完成。本次瓦斯治理按整合后矿井实际情况考虑，在扩建过程中必须做好通风系统的管理，不同施工阶段必须编制相应的通风技术措施，严防出现通风事故。瓦斯治理是一个系统工程，根据我矿生产现状及各系统实际情况分析，治理方案应以通风系统改造为重点，进一步完善安全监测监控、瓦斯抽放等安全系统为目标，配合各项保障措施来达到瓦斯治理的基本

6、要求。七、瓦斯治理主要依据（一）政策法规1、煤矿安全规程（2011年版）；2、煤矿井工开采通风技术条件（AQ10282006）；3、矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）；4、煤矿井下粉尘综合防治技术规范（AQ10202006）；5、煤矿瓦斯抽采标准（AQ10272006）及瓦斯抽采指标（AQ10262006）；6、国务院安委会办公室关于加强煤矿瓦斯治理工作体系示范工程建设的通知（安委办20092号文。（二）主要技术资料1、xxxxxxxxxxxxxxxxxx煤矿整合工程初步设计说明书；2、xxxxxxxxxxxxxxxxxx煤矿整合工程初步设计安全专篇；3、xxxxxxxxxxxxx

7、xxxxx煤矿资源储量核实报告；4、xxxxxxxxxxxxxxxxxx煤矿开发利用方案说明书；5、煤矿“三个报告”（矿井瓦斯等级鉴定、煤尘爆炸性鉴定和煤层自然倾向性鉴定、瓦斯参数测试报告）。第一章 矿区概述第一节 概述一、交通位置矿井地处四川省南部，位于xxx城南东124方位，直线距离约23km处，矿区范围地处筠连煤田景阳井田南西部边缘地段5660勘探线之间，行政区划属四川省xxxxxxxxx所辖。矿区中心地理坐标：东经1044138，北纬280014。区内交通以公路为主，向北可到筠连、宜宾市，向南可达云南省盐津县和昭通市；矿井工业场地有1.1km简易矿山公路与筠连至民主公路（砼路面）相接，

8、距xxx约3km，距筠连约44km，距宜宾约127km，交通较为方便。二、矿区范围矿区范围为一不规则多边形，由9个拐点坐标圈定，矿区东西走向长约1300m，南北倾斜宽约280900m，矿区面积约0.7236km2，开采深度+670m+450m，允许开采2、7、8-1和8-2号煤层第二节 开采技术条件一、煤层瓦斯参数经四川省科源工程技术测试中心2014年4月提交的xxxxxxxxxxxxxxxx2#、7#、8#瓦斯参数测试报告结论中2#煤相对瓦斯压力为0.06MPa,煤层瓦斯含量（daf）为3.10cm/g，瓦斯放散初速度P为11.913，煤的坚固性系数为1.5，煤的破坏类型为类；7#煤相对瓦斯

9、压力为0.29MPa,煤层瓦斯含量（daf）为3.89cm/g，瓦斯放散初速度P为12.369，煤的坚固性系数为1.4，煤的破坏类型为类；8#煤相对瓦斯压力为0.40MPa,煤层瓦斯含量（daf）为9.21cm/g，瓦斯放散初速度P为10.281，煤的坚固性系数为1.6，煤的破坏类型为类。二、煤层自燃倾向性和煤尘爆炸危险性根据四川省煤炭产品质量监督检验站2013年4月26日提供的xxxxxxxxxxxxxxxx检测报告显示，2#煤层自燃倾向性等级为类，不易自燃，无煤层爆炸性；7#煤层自燃倾向性等级为类，自燃，无煤层爆炸性；2#煤层自燃倾向性等级为类，不易自燃，无煤层爆炸性。三、瓦斯等级鉴定根据

10、宜宾市矿山救护队2012年8月26日提供的xxxxxxxxxxxxxxxx矿井瓦斯等级鉴定报告显示，矿井绝对瓦斯涌出量为20.185m3/min，绝对二氧化碳涌出量为5.817m3/min，掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.905m/min，矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井。矿井近三年瓦斯等级鉴定结论见下表：年份矿井相对瓦斯涌出量（m/t）矿井绝对瓦斯涌出量（m/min）矿井相对二氧化碳涌出量（m/t）矿井绝对二氧化碳涌出量（m/min）2010技改，未测定11.19技改，未测定3.4642011技改，未测定29.45技改，未测定8.382012技改，未测定20.185技改，未测定5.817四、瓦斯主

11、要来源分析根据近年来煤矿瓦斯涌出情况，矿井瓦斯的主要来源有：掘进巷道瓦斯涌出和采空区瓦斯涌出，包括掘进工作面瓦斯涌出以及煤壁瓦斯涌出、老采空区瓦斯涌出、下临近层受采动影响预裂瓦斯涌出和运输过程中的残余瓦斯等。五、水文根据xxxxxxxxxxxxxxxxxx煤矿水患调查报告，矿山未来全面开采时最小涌水量可达到127m/d，一般涌水量可达到17m/d，最大涌水量可达318m/d以上，矿井属顶板充水类型，矿区水文地质条件简单中等类型。六、煤层赋存1、2号煤层：俗称“三型炭”，为矿层主采煤层之一，位于二叠系宣威组第二段（P2x2）近顶部，下距7号煤层约25m，全区可采，厚度0.611.09m，平均厚0

12、.73m，结构简单，煤层较稳定，含矸一般为一层，厚度0.060.12m，夹矸岩性为泥岩、炭质泥岩。属暗淡、半暗型煤。2、7号煤层：该煤层在58勘探线以东与81号煤层合并，全区可采，上距2号煤层间距约25m，煤厚0.490.85m，平均厚0.68m，含一层夹矸。属暗淡、半亮型煤。3、81号煤层：该煤层在58勘探线以东与7号煤层合并，全区可采，上距7号煤层平均间距约4.80m，煤层厚1.091.60m，平均厚1.28m，以单一煤层为主。属半亮、半暗型煤。4、82号煤层：全区可采，上距81号煤层平均间距约8m，煤层采用厚度0.773.46m，平均1.93m，含13层夹矸。属半亮型煤。七、顶底板1、2

13、号煤层直接顶板主要为泥质岩类，次为粉砂岩、细砂岩，伪顶深灰色炭质泥岩一般厚0.25m左右。细砂岩、粉砂岩一般多为中厚层状产出，节理裂隙不甚发育，强度较高，顶板不易垮塌，但厚度变化较大；底板多为灰色、浅灰色粘土岩、泥岩。 2、7号煤层直接顶板主要为砂质泥岩、泥岩及生物碎屑灰岩，次为细粒砂岩、粉砂岩、薄层灰岩；底板局部有炭质泥岩伪底，厚0.40m左右，直接底板主要为泥质岩类。3、81号煤层伪顶为炭质泥岩，一般厚0.30m左右，直接顶板主要为泥质岩，次为细砂岩和粉砂岩，细砂岩平行层理较发育，层间结合较差，泥质岩易陷落。当81号煤层与7号煤层距离很近或合并时，则细砂岩或粉砂岩变薄或尖灭。底板局部见炭质

14、泥岩伪底，直接底板主要为泥质岩。4、82煤层直接顶板多为泥质岩，次为细粒砂岩及粉砂岩，呈透镜状分布，局部可见微波小型交错层理，常见泥质包体，厚度不稳定，一般厚23m，最厚可达6m，有时直接与煤层接触。局部见伪底，其岩性为炭质泥岩、泥质岩，厚0.40m左右。直接底板主要为灰浅灰色粘土岩，一般厚0.50m左右，最厚达1.76m，次为泥质岩。其中粘土质岩石亲水性强，遇水膨胀，具可塑性。八、煤质本区2、7号煤层为中高灰分、中高硫，低磷无烟煤，81号煤层为中高灰分、中高硫，低磷无烟煤，82号煤层为中高灰分，低硫，低磷无烟煤。各可采煤层发热量属中等，煤种单一，为无烟煤三号（WY03）。九、地温根据矿井多年

15、开采实践证实，矿区内无热害源，矿井在正常通风情况下，巷道温度1820，属地温正常区。第二章 矿井开拓开采现状第一节 矿井开拓开采概况xx煤矿是整合矿井，技改系统计划在年底前完成矿井主要系统的建设，争取进入联合试运行阶段。一、开拓方式矿井采用平硐暗斜井开拓方式，划分为一个水平（+450m水平），一个采区，采区走向长约1300m，倾斜宽约280900m，共布置四个区段，即+550+525m为一区段，+525+500m为二区段，+500+475m为三区段，+475+450m为四区段。矿井移交生产时首采工作面为1171工作面（7#煤），备采工作面为1221工作面（2#煤）。二、采掘现状按照煤矿设计要求

16、，矿井移交生产时，在一区段7#煤层中沿走向布置一个首采工作面（即1171工作面）；在二区段2#煤层中沿走向布置一个备采工作面（即1221工作面）；在二区段7#煤层中布置两个掘进工作面（即1271轨道巷掘进工作面和1271运输机巷掘进工作面）；在三区段布置有一个岩巷掘进工作面（即+475m岩石底板道掘进工作面）。采煤工作面采用走向长壁后退式采煤方法，爆破落煤方式，单体液压柱柱配合金属铰接顶梁控顶，全部垮落法管理顶板；掘进工作面采用爆破落煤，锚网喷支护和工钢三节棚支护。目前，矿井剩余技改工程量1210m，其中岩巷410m。三、采煤方法矿井允许开采2、7和8号煤层，煤层平均倾角15，2号平均厚0.7

17、3m，7号煤层平均厚0.68m，81号煤层平均厚1.28m，7号和81号煤层合并区平均厚1.76m，82号煤层平均1.93m；煤层顶板泥质岩分布较广，厚度不等，变化较大；底板局部有薄层炭质泥岩、泥岩、粘土岩伪底，直接顶板多为泥质岩。矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，2号煤层按不易自燃煤层，其它煤层按易自燃煤层，所有煤层按无煤尘爆炸性危险设计；矿井无冲击地压危险性，无热害，考虑各方面因素，并结合矿井地质条件和以往开采经验等实际情况，设计决定采用走向长壁采煤法。第二节 主要生产系统概况一、矿井通风矿井采用平硐开拓，移交生产时矿井以主平硐、副平硐、进风平硐进风，回风平硐为回风构成的分列式通风系统，通风方法

18、为抽出式。选用FBCDZ-4-14A型防爆轴流式通风机二台，一台工作，一台备用。风量23.868m/s，负压10803000Pa。电机型号YBF250M-4,电机功率255kW。掘进工作面采用局部通风机进行压入式通风，选FBD5.0/25.5型局部通风机；采用直径为500mm的矿用阻燃风筒。采掘工作面都采用独立通风，回采工作面采用“U”形通风。二、运输系统1、主暗斜井1.6m提升绞车提升煤矸和运送材料，提升绞车型号为JTPB-1.61.2；电动机型号为YBPT355M-8，电机功率160KW；钢丝绳直径24mm。副暗斜井选用斜井架空乘人装置输送人员，人车型号为RJY22-28/750；电机功率

19、22KW；驱动轮直径为1m，运行速度1m/s；钢丝绳直径20mm。2、主要运输巷运输方法，选用CDXT-5矿用防爆特殊型蓄电池机车牵引运输，配备GWZCA-90/135系列硅整流（稳压）自动充电机进行充电。3、采煤工作面和顺槽运输方式为刮板运输机运输。4、掘进工作面（平巷）运输为人工装车，人力推车。三、排水系统我矿采用一级排水，在副暗斜井井底车场附近设置主副水仓和水泵房，主副水仓容量1200m，井下巷道侧均布置有水沟，井下水自流汇集于水仓后，经水泵抽排至副平硐巷道侧水沟再自流排出井口。水泵房安设三台125D-258型水泵，功率75kw，流量101 m/h，转速2950r/min，扬程200m，

20、配备两趟1334mm无缝钢管进行抽排水。四、压风系统我矿在地面三台螺杆式空压机，分别为一台ERC-250AL型，电机功率185kw，最大排气量31.0 m；一台LU132-8型，电机功率132kw，最大排气量24 m；一台ERC-175SAL型，电机功率132kw，最大排气量23m。五、供电系统矿井的主供、备用电源电压均为10KV，为单母线分段接线，电源分别接在矿井主变电所10KV不同母线段上，线路均为LGJ350型架空线路，长度分别为3km、4km，两回路电源在正常情况下，采用分列运行方式，一回路运行，另一回路带电备用。地面供电：在进风平硐井口附近约50m处建地面变电所，安设2台SZ11-1

21、000/10/0.65/0.4型和2台Sll-500/10/0.69型变压器，安装XGN2型高压开关柜18台，采用ZW10-10KV型真空断路器；石岗风井地面安设2台两台S9315/10/0.69型变压器供主要通风机使用。井下供电: 在副暗斜井井底车场附近设置中央变电所，所内安设一台KBSG500/10/0.66型变压器和三台KBSG200/10/0.66型变压器，安装PGJ1-400型高压开关3台和PGJ1-200型高压开关4台。六、防尘系统在回风平硐附近地面+636m标高布置容量为150m高位水池一座，在副平硐附近地面+563m标高布置容量为300m高位水池一座，采用1084mm无缝钢管向

22、井下各用水点供水。井下配有防尘管网、洒水、隔爆设施及喷雾装置，设施齐全。七、通讯系统矿井地面调度室安设KTJ101型交换机一台，装机容量60门，主电源AC220V，通话电压48V，地面各部门安设HCD6138型电话机，井下各地点安设KTH104本质安全型电话。八、监测监控系统目前矿井配备有一套KJ90N型瓦斯监测监控系统，运转正常、良好。监控主机2台（一台工作，一台备用）；井下瓦斯、设备开停、风门开关，一氧化碳、风速、负压传感器等均按规定设置，监控设备使用专用阻燃缆线连接。九、瓦斯抽放系统矿井地面建立了固定式抽放泵站，安装两台2BEA-253型抽放泵（一备一用），电机功率45kw，最大抽放量2

23、8.3m/min，最低吸入绝压33KPa，电压380V。采用2196mm的PE管为抽放主管，1334mm和1084mmPE管作为抽放支管。第三章 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矿井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。我矿整合工程初步设计按突出矿井设计，各生产系统和安全系统还在完善当中，管理机构人员配备不足，管理制度不完善等问题，严重制约矿井安全生产，难以达到瓦斯治理的各项要求，为此，我矿瓦斯治理不但必要，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、

24、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。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

25、不舍地打好煤矿瓦斯治理攻坚战，瓦斯治理是可行的。三、瓦斯治理的主要内容根据我矿的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 合理煤层开采顺序、优化采掘系统一、合理煤层开采顺序矿井采用平硐暗斜井开拓方式，划分为一个水平（+450m水平），一个采区，采区走向长约1300m，倾斜宽约280900m，共布置四个区段，即+550+525m为一区段，+525+500m为二区段，+500+475

26、m为三区段，+475+450m为四区段。矿井移交生产时首采工作面为1171工作面（7#煤），备采工作面为1221工作面（2#煤）。我矿允许开采2#、7#、8#煤层，矿井整合设计中按煤与瓦斯突出矿井进行设计，根据矿井的采掘部署和煤层的瓦斯含量，开采顺序为优先开采2#煤层后开采7#煤层，最后开采8#煤层；区段内先开采上区段，下区段接替上区段，采区为前进式开采，矿井采区采用下行式开采，将2#煤层作为保护层开采，采用预抽煤层瓦斯防治突出措施，在8#煤层底板中布置巷道作为底板网格抽放，保护层与被保护层关系为上保护下。技改设计移交生产时将1171工作面（7#煤）作为首采面，1221工作面（2#煤）作为备采

27、面是由于+550+525m一区段内上覆2#煤层在技改以前已经开采。矿井在达产后应严格按照煤层开采顺序进行开拓布局，先开采2#煤层作为保护层，利用岩石底板道对7#、8#煤层的瓦斯进行预抽，留足足够的空间和时间来治理瓦斯。二、优化采掘系统、合理采掘部署矿井技改设计生产能力15万吨/年，根据矿井煤层赋存条件，投产时布置一个回采工作面和1个备采工作面，两个半煤（岩）巷和一个岩巷掘进工作面，采掘比例关系为1:3。矿井在技改验收达产后应全面考虑矿井的采掘接替，合理化采掘部署，优化掘进工艺和采煤工艺，提高矿井劳动功效。第二节 优化抽采系统、保证顺利抽放一、矿井抽采系统现状xx煤矿为高瓦斯矿井，2009年9月

28、矿井严格按煤矿瓦斯抽采规范AQ1027-2006建成了地面固定式瓦斯抽采站，该系统于2009年9月投入正式运行。抽采站内安装2BEA-253瓦斯抽采泵二套，一套运行，一套备用，额定功率45KW。抽采站安设一套JC1型瓦斯抽采监控系统。目前，矿井有2名专职、兼职管理人员；1名专职电钳工；2名专职抽采泵司机；4施钻工和检测工；装备有2台ZDY-650型钻机。由于原瓦斯抽放管道不符合技改设计的要求，矿井在技改期间将对系统管道进行重新铺设，造成瓦斯抽采系统在技改前期未进行瓦斯抽放。技改设计主管采用219mm、133mm、108mm管路连接，钻孔采用水泥沙浆、石膏粉封孔。二、采用岩石底板道穿层钻孔和本煤

29、层顺层钻孔抽放煤层瓦斯1、穿层钻孔预抽本面煤层瓦斯在技改建设期间，+525m岩石底板道穿层钻孔于2012年7月开始施工，至2013年1月结束，施工穿层钻孔296个对本面7#煤层和下部8#煤层进行了预抽煤层瓦斯，平均孔深65.3m，钻孔工程量总量19328m，抽放干管均为108管路，钻孔孔径65，采用32抽放导管，水泥沙浆封孔，封孔长度5m。施工过程严格钻孔质量验收、封孔管理，确保抽放效果。2、顺层钻孔抽放本面瓦斯1171工作面轨道巷顺层钻孔于2014年3月开始施工，至2014年3月结束，瓦斯抽放半径依据经验数据，选取2.5m，顺层钻孔钻孔间距设计5m。钻孔设计111个，设计孔深70m，设计钻孔

30、工程量7770m。实际施工钻孔111个，平均孔深71.2m，钻孔工程量总量7903m，比设计超133.2m。轨道巷抽放干管均为133管路，钻孔孔径65，采用32抽放导管，水泥沙浆封孔，封孔长度8m。施工过程严格钻孔质量验收、封孔管理，确保抽放效果。矿井在抽放管路改造后及时恢复瓦斯抽放工作，有计划地进行瓦斯抽放，保证抽采达标。第三节 防突管理一、综合防突措施1、开采保护层矿井允许开采2、7、81和82号煤层，煤层倾角1218，平均倾角15，2号煤层平均厚度0.73m，7号煤层平均厚度0.68m，81号煤层平均厚度1.28m，82号煤层平均厚度1.93m，7+81号煤层平均厚度1.76m；7号煤层

31、上距2号煤层平均约25m，81号煤层上距7号煤层平均约4.8m，82号煤层上距81号煤层平均约8m。因此按照煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出规定要求应优先选择开采保护层防治突出的措施”，因此将2号煤层作为上保护层开采，优先于7、8号煤层进行开采。矿井煤层开采顺序为2号7号81号82号。2、抽放煤层瓦斯矿井井型小，服务年限不长，若仅采用保护层开采，突出煤层需要较长时间才能实现卸压，将瓦斯压力和瓦斯含量降到突出指标以下；而且受煤层倾角的影响，保护层的开采不能完全覆盖8号煤层。因此，结合保护层开采，同时采用岩石底板道穿层钻孔抽放卸压瓦斯。抽放方式除底板网格穿层抽放外，还采取顺煤层抽放、采空区埋管抽放、

32、结束边密闭埋管抽放等多种形式的综合抽放，以最大限度抽放瓦斯。二、局部防突措施矿井按突出矿井设计，依据“区域防突措施先行、局部防突措施补充”的防突原则，在实施区域综合防突措施经效果检验达标后，在采掘过程中仍然必须执行局部综合防突措施。采用排放钻孔、边掘边抽、预抽掘进条带瓦斯等局部防突措施对采掘工作面实施防突工作，采取了防突措施后必须进行措施效果检验，并经措施效果检验有效后，方可在采取安全防护措施的前提下进行采掘作业。三、安全防护措施按照防突规定的规定，井巷揭穿突出煤层或在突出煤层中进行采掘作业时，都必须采取安全防护措施。安全防护措施包括远距离放炮、避难所、压风自救系统和隔离式（压缩氧和化学氧）自

33、救器等。1、远距离放炮经预测有突出危险的石门工作面，采取防突措施并经效果检验有效后，可用远距离放炮。在有突出危险的采掘工作面采用爆破作业时，都必须采用远距离放炮安全防护措施，严格按MT9592005远距离放炮技术条件执行。采用远距离放炮时，放炮地点应设在进风侧反向风门之外或避难硐室内。放炮地点距工作面的距离需根据实际情况进行确定，放炮员操纵放炮的地点，应配备压风自救系统或隔离式自救器，并应配备与地面直通的电话。远距离放炮时，回风系统的采掘工作面及其他有人作业的地点，都必须停电撤人，放炮30min后，方可进入工作面检查。2、避难所矿井在采掘工作面附近和放炮员操纵放炮的地点设置临时避难所。突出煤层

34、煤巷掘进未超过500m，暂不设工作面避难所。掘进工作面长度超过500m时，设置工作面避难所，避难所设置于掘进巷道侧顶板岩石中。避难所的要求如下所示。（1）避难所必须设置向外开启的隔离门，隔离门设置标准按照反向风门标准安设，室内净高不得低于2m，长度和宽度应根据同时避难的最多人数确定，但每人使用面积不得少于0.5m2。其中中央避难所应至少满足20人避难，采区避难所应至少满足15人避难，工作面避难所应至少满足15人避难。避难所内支护必须保持良好，并设有与矿（井）调度室直通的电话；（2）避难所内必须设有供给空气的设施，每人供风量不得少于0.3m/min。用压缩空气供风时，应有减压装置和带有阀门控制的

35、呼吸嘴；中央避难所还必须配备急救用的医疗器材和药品；（3）避难所内应根据避难最多人数，配备足够数量的自救器。（4）有直通矿调度室的电话。3、压风自救系统（1）压风自救系统的安设要求：压风自救系统安设在井下压缩空气管路上；压风自救系统应设置在距采掘工作面2540m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风有人作业处。长距离的掘进巷道中，应每隔50100m设置一组压风自救系统；每组压风自救系统一般可供58人用，压缩空气供给量，每人不得少于0.1m/min。（2）压风自救系统的组成压风自救系统一般由压风管路、阀门和自救装置组成。我矿采用ZYJ压风自救袋，安装在掘进巷道内。（3）压风自救

36、硐室利用采区运输石门、采区回风石门处的避难所作为压风自救硐室，安设压风自救袋和通讯电话，设置向外开启的密闭门。在采煤工作面进回风巷、掘进工作面风门外侧设临时压风自救点，安设压风自救袋。4、其它（1）凡是有煤与瓦斯突出危险的采掘工作面应保持独立的进回风系统。（2）与回风系统相连的风门、密闭、风桥、隔风墙等设施必须牢固可靠。（3）回风系统必须畅通，且不小于4，放炮时回风系统中不得有矿车或材料、杂物堆积。（4）通风系统必须合理可靠，通风设施应尽量施工在支护完好、围岩坚固、无积水、无拐弯的平巷内。（5）防突煤巷掘进工作面必须在进回之间设置两组正反向风门，每次放炮时必须将反向风门关严闭。（6）回风系统不

37、许有电。（7）所有入井作业人员必须随身携带自救器，以便发生灾变时立即使用。第四节 一通三防管理一、通风可靠1、矿井通风现状整合前两矿均有独立的通风系统，整合投产后矿井采用分列式通风。2、投产后通风系统情况（1）首采工作面为1171回采工作面，其通风线路为：新鲜风流主平硐、副平硐、进风平硐主、副暗斜井车场岩石底板道运输石门1171轨道运输巷1171运输机巷1171工作面1171工作面回风巷回风石门岩石底板道回风暗斜井回风平硐引风道(风机)地面（2）准备工作面为1221回采工作面，其通风线路为：新鲜风流主平硐、副平硐、进风平硐主、副暗斜井车场岩石底板道运输石门1221轨道运输巷1221运输机巷准备

38、回采工作面1221回风巷回风石门岩石底板道回风暗斜井回风平硐引风道(风机)地面（3）掘进工作面1：新鲜风流主平硐、副平硐、进风平硐主、副暗斜井+500m车场岩石底板道运输石门1271轨道巷掘进工作面回风暗斜井+545m岩石底板道东回风暗斜井回风平硐引风道(风机)地面（4）掘进工作面2：新鲜风流主平硐、副平硐、进风平硐主暗斜井+500m车场岩石底板道运输石门1271运输顺槽掘进工作面回风暗斜井+550m岩石底板道东回风暗斜井回风平硐引风道(风机)地面（5）掘进工作面3：新鲜风流主平硐、副平硐、进风平硐主暗斜井+475m车场岩石底板道掘进工作面回风暗斜井+550m岩石底板道东回风暗斜井回风平硐引风

39、道(风机)地面3、通风设施（1）通风设施必须按设计要求进行构筑，保证通风系统稳定。（2）采空区必须及时封闭。必须随采煤工作面的推进，逐个封闭通至采空区的联通巷道。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。（3）控制风流的风门、风墙、风桥、风窗等设施必须可靠。不应在倾斜运输巷中设置风门；如果必须设置风门，应安设自动门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。（4）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，风门间应尽可能设置闭锁装置。确保各用风地点的风量，风速符合煤矿安全规程的规定，

40、确保风流稳定。（5）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。4、合理分配风量，保证正常供风（1）井下采掘作业面应按照作业规程中的要求进行供风，严禁无风、微风和串联通风作业。（2）严禁执行测风制度，矿井每10天进行一次全面测风。对采掘工作面和其它用风地点，根据实际需要随时测风，每次测风结果应记录并写在测风地点的记录牌上。根据测风结果采取措施，进行风量调节，合理分配风量。（3）巷道贯通前后，必须保证通风系统稳定。（4）按相关规定的要求进行主要通风机性能测定和通风阻力测定、制定分量分配计划，保证矿井正常供风。二、强化“一通三防”管理加强“一通三

41、防”管理，认真贯彻落实瓦斯治理“十二字方针”、瓦斯治理“十六字工作体系”，严格执行上级“一通三防”管理规定，以通风设计和系统优化为主线，以完善安全装备为重点，突出瓦斯防治、综合防尘和放炮管理，对矿井通风系统、防尘系统进一步优化和完善，狠抓“一通三防”质量标准化、岗位作业标准化和联责联包。具体做法是：一是强化管理，加大“一通三防”严重“三违”处罚力度，努力消除重大一通三防”隐患，对出现的“一通三防”严重“三违”现象，按重大隐患责任追究制对有关人员进行追究处理。二是严格采掘工作面“一通三防”质量检查、评定及考核，通过奖优罚劣，逐步推进“一通三防”质量标准化。三是大力开展岗位作业标准化和岗位区域联责

42、、职工安全联保活动，提高职工的标准意识和安全意识。四是加强各部门基础管理，强化现场“一通三防”管理，调度室实施24小时全方位“一通三防”调度，及时协调处理或消除“一通三防”隐患，杜绝“一通三防”管理空档。五是加强日常“一通三防”工作管理，保证矿井总供风量满足生产要求，加强瓦斯灾害治理力度，提高瓦斯管理装备水平，加强矿井通风安全监测管理，实现通风安全监测监控。六是完善防尘设施及使用制度，加强综合防尘管理，杜绝煤尘飞扬及积聚，确保通风系统稳定可靠，严格采掘工作面洒水降尘、放炮前后洒水降尘和使用水炮泥，严格实行“一炮三检”制度。七是严格落实瓦斯检测、排放和24小时盲巷密闭制度，进一步完善瓦检员汇报制

43、和巡回检查制，确保矿井安全生产。第五节 其它安全技术措施一、安全监控监测方面的措施针对本矿井的实际情况，除配足安全监控一般设备外，由于我矿2、8号煤层属于自燃煤层，对重点防范区域，专职检查员配备便携式多参数检测器，进行定时、定点观测和预报。对井下煤层自燃进行预测预报，以便采取相应的预防措施。1、在矿井技改系统完成后，安装完善矿井瓦斯监测监控系统、井下人员定位系统和视频监控系统。2、按要求与煤矿瓦斯监测监控系统维护机构鉴定煤矿瓦斯监测监控系统维护协议，确保监测监控系统报警值，断电值准确，监控中心能适时反应监控场所瓦斯的真实状态。3、必须按规程要求，及时将瓦斯传感器，光干涉瓦检器，便携式瓦检器等计

44、量设备送有资质单位检测检验。4、监测监控系统的信息管理（1）监控中心站必须24小时有人值班，值班人员随时通过屏幕显示器监控各分站传感器运行情况，发现异常情况，及时汇报给矿负责人安排处理。（2）值班人员在值班过程中，严禁做与本职无关的工作，严禁睡岗、脱岗、更不得出现空班现象。（3）监控员必须经过培训合格，持证上岗。（4）监测监控系统必须定期维修保养，监控室必须保持清洁卫生，矿级值班人员必须每天对监控报表进行审阅，发现问题必须及时安排处理，审阅后的报表必须及时存档，以备查阅。（6）井下各传感器必须按规定安设并按要求悬挂，任何人不得破坏监控设施。（7）掘进工作面放炮前，必须对工作面瓦斯传感器进行保护

45、，防止因放炮冲击波损坏瓦斯传感器等设施。（8）定期对传感器进行校正。在运行过程中如发现传感器异常，必须及时更换。并将拆下的传感器及时进行校正、维修。非专职维修人员不得擅自拆、修监控设备。（9）拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源及控制线，检修与安全监控设备关联的电气设备，需要安全监控设备停止运行时，必须报告调度室，必须制定安全措施后方可进行。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，由矿技术负责人审批。3、矿井在改变主要通风机的工况时

46、，必须有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。4、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。5、加强供电系统、机电设备的管理，严禁主要通风机和局部通风机的无计划停电停风。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。6、每年进行一次反风演习，并做好详细记录。7、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

47、要随时测风，测风站必须悬挂记录牌。通风科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。8、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。9、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。10、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。11、掘进巷道在施工前必须在作业规程中编制局部通风设计，掘进工作面施工前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。

48、三、排放瓦斯措施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。需要排放瓦斯时，必须制定排放瓦斯措施，报矿长和技术负责人审批。2、井下中央变（配）电所，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0.5%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内的瓦斯和二氧化碳浓度，瓦斯检查员检查瓦斯必须由班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1%（含1%）和二氧化碳浓度不超过1.5%（含1.5%）时，可由瓦斯检查员

49、直接进行排放，但局扇及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不得超过0.5%。5、停风区内瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯或二氧化碳浓度不超过3%时，瓦斯检查员必须请示矿值班领导，由领导提出安全措施，指定专人，控制风流排放瓦斯。6、采掘工作面及其它巷道出现体积大于0.5m3，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值班领导，由值班领导提出排放瓦斯措施，指定专人进行排放。附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源。7、排放瓦斯时，应坚持低浓度排放原则，采用控制风量等方法使排放出的风流同全风压风流混合后的瓦斯浓度不超过1.5%，排放风流

50、中瓦斯浓度严禁超过2%；在排放瓦斯之前，凡是排放瓦斯流经区域必须切断电源、撤出人员、设置警戒。8、排放瓦斯坚持低浓度排放原则，必须执行由外向里逐段排放，或采用其它手段控制风流中的瓦斯浓度，严禁一风吹。9、排放密闭区内的瓦斯，瓦斯浓度超过3%时，由矿技术人员制定安全措施，报上级主管部门审查批准后，由矿领导现场指挥，矿山救护队协助排放。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，将瓦斯治理工作层层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