煤矿矿井瓦斯治理方案.doc

*县*煤矿 矿井瓦斯治理方案* 煤 矿矿 井 瓦 斯 治 理 方 案编制单位: 编 制 人: 部门审核: 总工程师: 矿 长: 目 录第一章 矿井概况2第一节 矿井项目简介2第二节 井田范围6第三节 地质情况11第四节 矿井开拓15第五节 矿井通风基本情况18第六节 瓦斯、煤尘爆炸、煤层自然倾向性19第七节 矿井目前瓦斯抽采基本情况23第八节 瓦斯监测监控基本情况24第九节 瓦斯治理结构及其人员配备情况25第二章 采掘规划26第一节 开拓部署26第二节 采煤计划28第三节 掘进计划28第三章 瓦斯治理方案28第一节 阶段目标28第二节 瓦斯治理方案设计29第三节 瓦斯治理工程计划67第四章 保障措施67第一节 瓦斯治理装备及人员保障67第二节 资金投入69第三节 管理措施69编制依据73附 件73第一章 矿井概况第一节 矿井项目简介一、交通地理位置矿区中心位于贵州省*县城150度方向直距约40km，有388县道和366县道通过矿区，向北东至长江水运码头合江约144km，向北至川黔铁路赶水站约112km，距*火电厂约40km，交通尚属方便（见交通位置图）。*煤矿一矿地面运输以公路为主，约2.5km进矿公路已建成，因此运输条件基本具备。二、设计设计能力及服务年限1、矿井设计能力（1）根据资源条件，如资源/储量、安全条件、煤层开采条件等确定矿井生产规模井田储量相对丰富、矿区地质构造简单，煤层赋存稳定，是矿井建设的有利条件。但煤尘有爆炸性、煤炭按二类自燃煤层，矿井水文地质条件复杂，煤层瓦斯含量高、煤层有突出危险性可能，是矿井开采的不利因素。井田具备建设中型矿井的资源基础全矿井各级别资源/储量（111b）+（122b）+（333）共计1798万t，基本能够满足建设一个30万t/年改扩矿井的资源要求。地质条件较好开采煤层为中厚-薄煤层，煤层倾角30-34，各煤层为较稳定煤层，无地质热害，开采条件较好。矿区内煤层直接顶底板岩性主要为软质岩，强度低，稳定性差；煤尘有爆炸危险性；按二类自燃发火倾向设计和管理；按有煤与瓦斯突出危险设计和管理，是不利因素。（2）本矿井距*火电厂约38km，交通方便，矿区内各可采煤层都适用于火力电厂固态除渣煤粉锅炉用煤。c7、c9、c11煤精选后可作为高炉喷吹用煤。块煤考虑当地民用及外销。（3）工作面生产能力、采区同时生产工作面个数受瓦斯、煤层压茬关系、开拓开采布置和采场大小的限制，这是确定矿井生产能力的基础。瓦斯对工作面的限产本矿井主要可采煤层厚度稳定，煤层倾角平均30-34，同时，矿井地质构造相对较简单，设计根据业主投资情况，结合矿井开拓布置以及各煤层之间厚度变化较大，设计以一个采区一个综采工作面达到设计生产能力。设计根据矿井瓦斯涌出量预测方法（aq10182006）标准，采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，经计算矿井在+300m水平时其c5煤层瓦斯涌出量最大，故以c5煤层作为矿井设计依据。其中：采煤工作面瓦斯涌出量为29.18m3/t、绝对瓦斯涌出量为16.56m3/min；2个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为21.2=2.4m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为54.91m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为34.55m3/min。根据预测结果分析判断本矿为高瓦斯矿井。首采层开采时，瓦斯不仅来自本煤层，尚有来自下一层。另外设计按煤层有煤与瓦斯突出危险考虑，必须建立综合抽放系统，对矿井煤层进行预抽，才能进行生产，再将煤层瓦斯含量降至8m3/t后，矿井要达到30万t，基本上不受到瓦斯涌出的制约了，详细计算过程详见矿井通风部分内容。工作面采煤方法的确定开采煤层为中厚-薄煤层，煤层厚度变化较大，其中：c5变化范围在0.95-2.04m，平均1.3m, 属厚度变化中等煤层；c8变化范围在0.52-7.52m，平均2.57m, 属厚度变化较大的薄中厚煤层；c11变化范围在0.51-2.13m，平均1.35m，属厚度变化较大煤层，属区内大部可采的薄中厚煤层；c12变化范围在0.79-3.84m，平均1.88，属厚度变化较大煤层，属全区可采的薄厚煤层。煤层倾角变化较大，30-34，并且底板起伏，呈波浪状。区内虽未见规模较大的断裂构造，但矿井在风井下掘至180m时已揭露一条断距约1.2m倾向小断层，井田内是否有其它小断层有待进一步探查。鉴于上述原因，矿井前期采用放炮落煤；后期探明矿井地质情况后，条件许可再采用机采，矿井供电系统按机采设计，回采工作面设备选型按炮采和机采分别配备。工作面生产能力的确定矿井共有四层主采煤层，设计采用联合布置，以区段下行式开采，首采工作面布置于c5煤层中，c5煤层平均厚度1.3m，设计工作面长120m，年推进度1122m，即可达到30万t/a生产能力。采区同时生产的工作面个数确定根据以上分析，矿井采用炮采（或机采），只需布置一个采区，1个炮采（普采）工作面，即可达到全矿井30万t /a生产能力。（4）外部运输条件较好矿区中心位于贵州省*县城155度方向直距约50km，有388县道和366县道通过矿区，公路等级三级，向北东至长江水运码头合江约144km，向北至川黔铁路赶水站约112km，距*火电厂约40km，交通尚属方便。*煤矿一矿地面运输以公路为主，约3.36km进矿公路也已建成，因此运输条件基本具备。综上所述，该矿设计能力为30万t/a是切实可行的。 2.服务年限可采储量1054.8万吨，设计生产规模30万t/a，储量备用系数取1.4，服务年限为：服务年限=可采储量/（矿井设计能力储量备用系数）1054.8/(301.4)25.1(年)三、项目注册资金及产权关系隶属贵州金元集团国有控股有限责任公司，产权关系为独立法人代表，公司注册地址为注册地*县*青丰村，注册资本1000万元，经营范围国家允许范围内的煤矿产品；2011年年度营业收入、利润均为0元（基建矿井）。第二节 井田范围一、井田范围*县*煤矿一矿矿区地理坐标：东经10618561062214，北纬281102281240。矿井仅东边与*二矿相邻，北边、南边和西边均无矿权设置，与*二矿矿界清楚，无矿权纠纷。根据贵州省国土资源厅于2010年12月颁发采矿许可证(证号为：c5200002010121120087220)，矿区范围由4个拐点坐标圈定，平面积为2.5492km2，井田走向长约0.62.6km,倾向宽约0.51.5km，生产规模30万t/a。后拐点坐标见表1表1 煤矿矿界拐点坐标（西安80）拐点编号纵坐标（x）横坐标（y）13120562.5235629101.9623121522.5135631771.9833121082.5135632031.9843119482.5135630081.96面积：2.5492km3，开采深度：+900m300m2、地形地貌描述矿区位于云贵高原北东部，矿区地势起伏不平、沟壑纵横，属低中山地貌；矿井范围内最高点海拔+1043.6m（营上），最低点位于矿井东部两岔河，海拔+460m，一般600900m，相对最大高差583.6m，一般200400m；煤系地层出露最高标高950m，最低标高180m。矿区内山脉走向整体为北东南西向，主要受区内构造、岩性控制。地势表现为东部低，西部高。3、井田周边小煤窑分布情况根据地质勘查报告提供资料整理如下：区内采煤历史悠久，长期以来，一些地方小煤窑分布于可采煤层露头线附近，大多以采掘烤火煤为主，部分开采后以原煤销售。经调查区内曾有人开采过c5、c8、c12煤层。区内小煤窑现均已关闭。（1）原长沟村办煤矿：主井口沿c8煤层掘进，方向137，坡度-35，长约220m。220m处沿40、220方向沿走向平巷开采，采煤巷道分别为60m、260m，西约220m于风井相连，建于1999年，规模约1万t/a。（2）西主井：主井口开挖于长兴灰岩下部，主平硐按290方向掘进，主平硐长205m，并分别于80m、160m、205m处见c5、c8、c12煤层，后沿c12主平巷(南西)50m处开暗斜井410m，并开掘了301m(标高)石门(穿脉)巷道对c8、c12进行了控制。（3）青岗咀煤矿(矿界外)：主井口于长兴灰岩开口，长360m，于252m，316m及360m处见c5、c8、c12煤层，并向东西两侧开采，矿井于c12煤层东170m处开暗斜井484m。在约550m标高处开石门(穿脉)120m对c8、c5进行了控制和开采。由于地质报告未能准确圈定小窑及老窑开采范围，且未提供积水情况资料，矿井必须对矿区内的小窑及采空区以及积水情况等进行详细调查，编制调查报告，并进行填图。切实掌握小窑开采情况，小窑采空区积水情况，要注意探放水工作，特别是在采空区或老硐附近采煤时，防止采空区积水及老硐积水的突然涌出。另外，还要注意在巷道中尚未查清的断层可能切穿上下含水层对开采的影响。4、储量黔国土资储备字201096号文件关于矿产资源储量评审备案证明评审备案的煤矿（准采标高+900m-+300）保有资源量（111b+122b+333）为1798万吨。其中，(111b)214万吨；（112b）642万吨；（333）资源量为942万吨。各煤层资源量详见表2表2各煤层资源量表煤层编号111b122b333小计c561146196403c864136176376c1137161236434c1252199334585合计2146429421798为保证矿井安全生产，将矿井井田内c12煤层和c11煤层+470m以下煤炭资源作次边际经济的资源量处理。矿井今后开采+470m以下c12煤层和c11煤层前，请有资质的单位编制重新水文地质报告，并制定切实可行的防治水措施才可开采。经计算：c11煤层+470m以下资源量为55万t,其中(111b)资源量为12万吨；（112b）资源量为20万吨；（333）资源量为23万吨。c12煤层+470m以下资源量为105万t,其中(111b)资源量为20万吨；（112b）资源量为40万吨；（333）资源量为45万吨。本设计以上述等资料作为设计依据，设计各煤层资源量汇总见表2-1-3。（1）查明的保有地质资源/储量= (111b)(112b)（333）=214-32+642-60+942-68=1638（万吨）（2）矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量=(331)(332)+（333）k=182+582+8740.8=1463.2（万吨）其中：k为可信度系数，0.7-0.9，本设计依据勘探地质报告提供的资料，取0.8。（3）矿井设计利用资源/储量矿井设计利用资源/储量=矿井工业资源/储量-永久煤柱损失根据勘探地质报告c5、c8、c11、c12各可采煤层体重值分别为1.44t/m3、1.41t/m3、1.46t/m3、1.42t/m3。设计本矿永久煤柱损失有边界煤柱、老空隔水煤柱、河流煤柱、村庄煤柱。矿区边界煤柱：以所划定的矿区开采边界的铅垂线至所采煤层的投影线内推20m计算。老空（采空）隔水煤柱：按20m垂距计算井筒保护煤柱：以所需保护的巷道一或两侧外推20m以6070的岩层垮落角计算。河流保护煤柱：以河流一侧或两侧外推25m计算。工业广场保护煤柱：以地面需保护目标外推20m，以6070的岩层垮落角推算至所采煤层连线形成的区域，即为地面目标保护煤柱。表3 矿井资源储量计算结果汇总表煤层编号工业储量(万t)设计利用储量(万t)开采损失煤柱(万t)采区回采率 ()可采储量(万 t)111b122b333小计c561146196403363.8344.210.80.8266.7 c864136176376340.8308.321.90.8229.1 c1125141213379336.4322.812.50.8248.2 c1232159289480422.2412.624.20.8310.7 合计18258287416381463.21387.969.41054.8 各煤层边界煤柱见表4(表中斜面积为平面积除煤层平均倾角)表4 矿井边界煤柱损失储量计算表煤层编号倾角()面积(m2)厚度(m)容重(t/m3)总量(万t)111b+122b333*0.8小计c5340+202001.31.440.0 8.5 8.5c8340+238472.571.410.0 16.5 16.5c11330+225351.351.460.0 3.6 3.6c12330+214621.881.420.0 4.6 4.6合计33.2各煤层老空/采空隔水煤柱见表4(表中斜面积为平面积除煤层平均倾角)表5 采空隔水煤柱损失储量计算表煤层编号倾角()面积(m2)厚度(m)容重(t/m3)总量(万t)111b+122b333*0.8小计c5344500+138001.31.440.9 2.1 2.9 c8344500+02.571.411.7 0.0 1.7 c113301.351.460.0 0.0 0.0 c123301.881.420.0 0.0 0.0 合计4.6 各煤层河流煤柱见表5 (表中斜面积为平面积除煤层平均倾角)表6 河流隔水煤柱损失储量计算表煤层编号倾角()面积(m2)厚度(m)容重(t/m3)333*0.8小计c534352001.31.445.3 5.3c834380002.571.4111.0 11c1133420001.351.466.6 6.6c123301.881.420.0 0合计22.9村庄煤柱按垮落角计算见表6(表中斜面积为按垮落角计算的面积)表6 村庄煤柱损失储量计算表煤层编号倾角()斜面积(m2)厚度(m)容重(t/m3)333*0.8小计c534194151.31.442.9 2.9 c834113202.571.413.3 3.3 c1133224001.351.463.4 3.4 c1233235001.881.425.0 5.0 合计14.6经计算矿井设计利用资源/储量1463.2-33.2-4.6-22.9-14.6=1387.9万t（4）矿井设计可采储量矿井设计可采储量=（矿井设计资源/储量-工业场地煤柱和主要大巷煤柱）采区回采率设计行人井、风井布置在c12煤露头下方，行人井井筒穿过c12煤，落底在c11煤底板；主平硐井筒穿过c12煤、c11煤，c8煤、c5煤；后期12采区布置在11煤层顶板,均需要留设煤柱；风井场地在煤层露头外，主平硐场地在矿界外，因此只有井筒煤柱：主井、副井和风井井筒煤柱见表7,表7 井筒煤柱损失储量计算表煤层编号倾角()斜面积(m2)厚度(m)容重(t/m3)总量(万t)111b+122b333*0.8小计c534625001.31.447.2 3.6 10.8 c834654002.571.4114.6 7.2 21.9 c1133686001.351.468.4 4.1 12.5 c12331020001.881.4211.9 12.3 24.2 合计69.3 经计算矿井设计可采储量1054.8万t,详见表3。第三节 地质情况一、地层情况区域内出露的地层全由沉积岩组成，除缺失志留系中上统及泥盆系、石炭系地层外，其余地层均有出露，已出露的地层由老至新依次为：震旦系上统灯影组（zbdn）；寒武系下统牛蹄塘组（1n）、明心寺组（1）、金顶山组（1j）、清虚洞组（1q）；寒武系中统高台组（2）、石冷水组（2sh）；寒武系中上统娄山关组（2-3ls）；奥陶系下统桐梓组（o1t）、红花圆组（o1h）、湄潭组（o1m）、奥陶系中统十字铺组（o2s）、宝塔组（o2b）、奥陶系上统涧草沟组（o3j）、五峰组（o3w）；志留系下统龙马溪组（s1l）、石牛栏组（s1sh）、韩家店组（s1h）；二叠系下统栖霞组（p2q）、茅口组（p2m）；二叠系上统龙潭组（p3l）、长兴组（p3c）；三叠系下统夜郎组（t1y）、茅草铺组（t1m）；三叠系中统松子坎组（t2s）、狮子山组（t2sh）；三叠系上统须家河组（t3xj）；侏罗系中下统自流井组（j1-2zl）、侏罗系中统下沙溪庙组（j2x）、上沙溪庙组（t2s）。矿区内出露的地层由老至新依次为二叠系中统茅口组(p2m)；二叠系上统龙潭组(p3l)、长兴组(p3c)；三叠系下统夜郎组(t1y)；茅草铺组第一段(t1m1)二、地质构造1、断层矿井内暂未发现规模较大的断层。2、褶曲、陷落柱、剥蚀带发育情况及其分布规律区内褶曲不发育，未见现剥蚀带和陷落柱。3、火成岩区内未发现火成岩。4、矿区构造类型矿区所处区域大地构造位置处于扬子准地台黔北台隆遵义断拱毕节北东向构造变形区，大致位于川黔南北向构造带与北东向构造带交接复合部位，北与新华夏构造体系第三沉降带的“四川盆地”相接，南与早古生代“黔中隆起”相邻。现今各构造轮廓定型于燕山期的地壳运动，其构造形迹主要表现为北东向褶皱及断裂，主要有桑木场背斜及官店向斜，背斜核部最老地层为震旦系上统灯影组，向斜核部常保存有侏罗系地层。矿区位于桑木场背斜南东翼的南西段，距背斜核部甚远，其产出形态呈单斜地层，走向ne4050，倾向se，倾角一般3237度，区内未见规模较大的断裂构造。构造属简单类型。三、煤层矿区内见煤层数较多，具可对比的可采煤层有c5、c8、c11、c12煤层，现由下而上将各煤层的层位、煤层结构、厚度及其稳定性、连续性、顶底板特征等特点分述如下：1、c12煤层位于龙潭组底部灰白色含黄铁矿粘土岩之上，下距茅口组顶界3.765.82m，平均4.03m，上距c11煤底界2.6412.91m，平均6.87m。层位稳定，呈层状产出。煤层厚度0.793.84m，平均厚度1.88m，变化系数80%，属厚度变化较大煤层，属全区可采的薄厚煤层，煤层结构较简单，一般含一层夹矸，该煤层顶板为粉砂质泥岩、炭质泥岩并富含结核状、团块状黄铁矿；底板为灰白色含黄铁矿粘土岩(b4)。2、c11煤层位于龙潭组下部，距c12煤层顶2.6412.91m，平均6.87m，层位较稳定，呈层状产出，煤层厚度0.512.13m，平均1.35m，变化系数122%，属厚度变化较大煤层，属区内大部可采薄至中厚煤层，煤层结构简单，一般不含夹矸，顶板岩石主要为炭质泥岩、粉砂岩或细砂岩，底板为粘土岩、炭质泥岩。3、c8煤层位于下含煤段顶部，下距c11煤层顶22.6937.02m，平均30.57m；上距c5煤层底14.2021.60m，平均18.60m。层位稳定，呈层状产出，煤层厚度0.527.52m，平均2.57m，变化系数146%，属厚度变化较大的薄至中厚层煤层。一般不含夹矸，顶板岩性主要为炭质泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩。底板岩性主要为粘土岩、炭质泥岩、泥质粉砂岩等。4、c5煤层位于中含煤段顶部，上距长兴组(p3c)底界12.432.50，平均21.00，属较稳定薄至中厚煤层。层位较稳定，煤层厚度0.952.04，平均1.30，变化系数88%，属厚度变化中等煤层，煤层结构较简单，一般不含或含一层夹矸，厚0.330.79，其岩性主要为炭质泥岩或粘土岩，顶板为灰色、深灰色中厚层状含生物化石泥质灰岩、泥灰岩、钙质泥岩夹菱铁质岩薄层，其层位稳定，是煤层对比的第一标志层，底板粘土岩或粉砂岩、粉砂质泥岩。可采煤层特征见表8。表8 可采煤层特征表煤层号煤厚（m）最小最大平均平均间距（m）煤层倾角（）复杂程度顶、底板岩性可采程度稳定性顶 板底 板c50.952.041.3034简单生物灰岩、泥灰岩、菱铁质灰岩粘土岩、粉砂岩、粉砂质泥岩可采较稳定18.6c80.527.522.5734简单炭质泥岩、粉砂岩粘土岩、泥质粉砂岩、炭质泥岩可采较稳定30.57c110.512.131.3533简单炭质泥岩、粉砂岩、细砂岩粘土岩、炭质泥岩可采较稳定6.87c120.793.841.8833简单粉砂质泥岩、炭质泥岩黄铁矿粘土岩可采较稳定第四节 矿井开拓一、开拓系统1、开拓方式、井筒及主要运输大巷布置及层位和功能*煤矿一矿采用平硐开拓，共设主平硐、进风斜井、回风斜井3条井筒为矿井服务（副表9井筒特征表）；主平硐、进风斜井、回风斜井均采用基岩段采用锚喷支护，表土段采用砌碹支护。主平硐为半圆拱断面，净断面积12.4m，主要担负矿井煤炭、材料、矸石、设备、人员运输及进风等任务，铺设皮带运输机、单轨；进风斜井为半圆拱断面，净断面积8.2m，主要担负进风和采区运输上山任务，并作为矿井的安全出口之一；回风斜井为半圆拱断面，净断面积8.2m，主要担负矿井回风任务。表9 井筒特征表序号井筒名称长度（m）净断面（m2）x坐标y坐标z坐标方位角（）倾角（）服务范围1主平硐63512.43120938.0335631863.9+492m1204全矿2行人井6318.23121063.135630519.4+775m29327一、三采区3风井6078.23121053.3635630486+785m29327一、三采区主要巷道布置层位矿井采用平硐开拓，主平硐井口位于矿井的东部，靠近两岔河，主平硐及+492m水平运输大巷位于c12煤层的顶板，所穿过的地层有三叠系下统夜郎组沙堡湾段、二叠系上统长兴组、二叠系上统龙潭组，穿过煤层后进入二叠系中统茅口组与行人斜井及回风斜井相贯通。回风斜井布置在距c12煤层底板20m的岩层中，岩层层位位于二叠系中统茅口组；行人斜井穿过c12煤层，落平于+492m。井下变电所穿层布置c12煤层的底板，岩层层位也位于茅口组；回采巷道均布置在煤层中。行人斜井和进风斜井兼作一采区运输上山和回风上山，另新作一采区轨道上山作为一采区的材料提升和矸石下放之用。一采区轨道上山布置在c12号煤层底板岩层中。本矿3条井筒在施工过程中，主平硐需揭穿各煤层，所以当井筒施工过程中距离煤层的法线距离小于20米的范围内，都严格按照防治煤与瓦斯突出规定采取防突措施进行施工，同时井巷施工过程中必须进一步加强地质勘探及测量工作,防止发生煤与瓦斯突出。回风斜井位于c12煤层的底板，两井筒在施工过程中都采取了措施，严防误穿突出煤层。2、采区划分及开采顺序*煤矿一矿采用平硐开拓，共设主平硐、进风斜井、回风斜井3条井筒为矿井服务，主平硐、进风斜井、回风斜井均采用基岩段采用锚喷支护，表土段采用砌碹支护。主平硐为半圆拱断面，净断面积12.4m，主要担负矿井煤炭、材料、矸石、设备、人员运输及进风等任务，铺设皮带运输机、单轨；进风斜井为半圆拱断面，净断面积8.2m，主要担负进风和采区运输上山任务，并作为矿井的安全出口之一；回风斜井为半圆拱断面，净断面积8.2m，主要担负矿井回风任务。根据矿区可采煤层层数、层间距、煤层倾角，本设计采用集中联合布置，即将5、8、11、12号煤层共4层煤进行联合开采。因各煤层间的层间距不大，同时考虑到先开采解放层有利于瓦斯释放，设计采用煤层下行式开采，即581112煤层。3、采煤方法开采煤层为中厚-薄煤层，煤层厚度变化较大，其中：c5变化范围在0.95-2.04m，平均1.3m, 属厚度变化中等煤层；c8变化范围在0.52-7.52m，平均2.57m, 属厚度变化较大的薄中厚煤层;；c11变化范围在0.51-2.13m，平均1.35m，属厚度变化较大煤层，属区内大部可采的薄中厚煤层；c12变化范围在0.79-3.84m，平均1.88，属厚度变化较大煤层，属全区可采的薄厚煤层。煤层倾角变化较大，30-34，并且底板起伏，呈波浪状。区内虽未见规模较大的断裂构造，但矿井在风井下掘至180m时已揭露一条断距约1.2m倾向小断层，井田内是否有其它小断层有待进一步探查。鉴于上述原因，矿井机采落煤方式。4、巷道的支护方式运输和回风巷均采用工字钢梯形支护。二、目前矿井采掘工作面布置基本情况1、采面基本情况*工作面位于一采区的西部位置，是矿井的首采工作面，工作面西翼的11201工作面为首采工作面的第一个接替工作面。工作面倾斜以下为未采实体，上方接近煤层的露头，切眼接近于矿区边界。采面的走向长度680m，倾斜长度120m，煤层倾角340，煤厚0.95-2.04m,平均厚度1.3m；采面面积为81600m3,地质储量为14.85万吨，可采储量14.1万吨；预计 年 月采面开始进行回采。2、采面顶、底板情况煤层顶板岩性为生物灰岩，泥灰岩、菱铁质灰岩，据测试资料，饱和单轴抗压强度值11.435.2mpa，为半坚硬岩组，稳定性较好差。底板岩性为粘土岩、粉砂岩、粉砂质泥岩，据测试资料，饱和单轴抗压强度值16.430.6mpa，为为半坚硬岩组，稳定性较好差。第五节 矿井通风基本情况一、矿井配风量*煤矿目前总回风量为 m/min，进风量为 m/min，*运输巷的风量为 m/min，回风巷的风量为 m/min（还有其他为确定地点）。二、矿井通风方式及其方法矿井采用并列式通风方式。新鲜风流由主平硐、进风斜井进入，乏风通过风井排出。回采工作面和各掘进工作面均采用独立通风，掘进工作面为压入式。矿井通风方法为机械抽出式。回采工作面和各掘进工作面均采用独立通风，掘进工作面为机械压入式方法。三、主要通风机基本情况1、通风系统矿井一、三采区以主平硐、进风斜井进风和风井回风构成并列式通风，二采区以主平硐新建进风斜井进风和回风斜井回风构成并列式通风。2、风机的基本情况主要风机二台fbcdz-8-22d型防爆轴流式通风机，一台工作，一台备用。每台通风机配用二台ybfe355m8型防爆电动机。局部风机每个掘进工作面选用二台fbd-6.3型222kw型局部通风机作压入式通风。一台工作，一台备用，工作风机与备用风机经控制开关能自动切换。局部风机都安设在全负压的进风流中。主要和局部风机均实现“双风机、双电源”、自动切换和风电、瓦斯电闭锁功能。安设了开停传感器，能监控风机的运行情况。第六节 瓦斯、煤尘爆炸、煤层自然倾向性一、瓦斯1、矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量按下式计算：式中：q井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；q区第i个生产采区相对瓦斯涌出量， m3/t；a0i第i个生产采区平均日产量， t;k已采采空区瓦斯涌出系数，查表取。矿井瓦斯涌出量计算见表10。表10 矿井瓦斯涌出量计算表煤层矿井产量采区产量采区瓦斯涌出量采空区涌出系数矿井相对瓦斯涌出量矿井绝对瓦斯涌出量(t/d)(t/d)(m3/t)k(m3/t)(m3/min)c5906.00 906.00 40.67 1.35 54.91 34.55 c8910.00 910.00 24.40 1.35 32.94 20.82 c11910.00 910.00 27.56 1.35 37.21 23.51 c12910.00 910.00 5.20 1.35 7.02 4.44 2、煤层瓦斯梯度及含量开采设计方案根据矿区内钻孔煤芯瓦斯测试资料分析，矿区内煤层瓦斯成份主要以甲烷（cn4）为主，含量为17.6089.40%，普遍大于70%，其次为氮气（n2）、氧气（o2），再其次为重烃。根据测试结果，矿区中煤层瓦斯含量高，其值为16.2936.56m3/t根据以上条件计算其对应瓦斯梯度：c5煤层其瓦斯梯度=（21.75-13.59）/（510.8-107.7）=0.02 m3/t.m；c8煤层其瓦斯梯度=（22.43-17.11）/（560.4-156.2）=0.014 m3/t.m；c11煤层其瓦斯梯度=（21.9-16.6）/（582-175.7）=0.013m3/t.m；c12煤层其瓦斯梯度=（12.52-7.88）/（592.6-187）=0.011m3/t.m。根据以上计算结果并分析可知：从上部煤层要下部煤层其瓦斯梯度相应减少。据各煤层瓦斯采样工程及不同深度的测试结果看，矿区范围内煤层大多属高瓦斯高变质煤，同一煤层瓦斯含量向深部略有增高的趋势。矿山在施工过程中，随着开采深度增加或通风不畅时，瓦斯将会增加或聚集，并易产生瓦斯爆炸。根据以上结果并根据矿井生产最低标高进行瓦斯预测其结果见表11。表11 煤层瓦斯含量煤层编号基准钻孔编号垂深（m）瓦斯梯度（m3/t.m）瓦斯含量（m3/t）+300m水平c5zk84012600.0218.79c8zk84012000.01419.91c11zk84011900.01319.07c12zk84011820.0119.883、瓦斯压力、煤层透气性系数及煤层突出危险性鉴定情况中国矿大提供的突出危险性报告，*县城区煤矿c5煤层属于类构造煤，煤层相对压力为0.76mpa，大于0.74mpa；煤的坚固性系数为0.417，小于0.5；瓦斯放散初速度为26.2mmhg,大于10mmhg。c8煤层属于类构造煤，煤层相对压力为0.82mpa，大于0.74mpa；煤的坚固性系数为0.460，小于0.5；瓦斯放散初速度为26.5mmhg,大于10mmhg。矿c12煤层属于类构造煤，煤层相对压力为0.92mpa，大于0.74mpa；煤的坚固性系数为0.448，小于0.5；瓦斯放散初速度为27.4mmhg,大于10mmhg。根据煤与瓦斯突出矿井鉴定规范（aq1024-2006）第5.2.3条的规定及防治煤与瓦斯突出规定，只有全部指标到达或超过其临界值时方可划为突出煤层。鉴定认为：*煤矿在鉴定范围内（标高+492m以上的c5、c8、c12煤层）有突出危险性。二、瓦斯突出、爆炸情况描述*煤矿于2009年12月开工建设以来，均已经揭露过c5、c8、c12煤层，都未发生够煤与瓦斯突出事故据各煤层瓦斯采样工程及不同深度的测试结果看，矿区范围内煤层大多属高瓦斯高变质煤，同一煤层瓦斯含量向深部略有增高的趋势。据地表矿坑及老窑的调查和访问了解，在过去开采过程中曾经发生过多次瓦斯爆炸，伤亡10余人。未来矿山在施工过程中，随着开采深度增加或通风不畅时，瓦斯将会增加或聚集，并易产生瓦斯爆炸。三、煤尘爆炸性情况*煤矿建设以来为发生够煤尘爆炸事故。根据资源储量核实报告通过钻孔煤取煤芯对c5、c8、c11、c12煤层取样测试，据测试结果，火焰长度分别为10mm、5mm、5mm、5mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量分别为50%、10%、40%、45%，结论为有煤尘爆炸性，见表12。表12 煤尘爆炸性试验结果表煤层编号工程编号爆 炸 试 验爆炸性结论火焰长度(mm)抑制煤尘爆炸最低岩粉量()c5zk84021050有煤尘爆炸性c8zk8402510有煤尘爆炸性c11zk8402540有煤尘爆炸性c12zk8402545有煤尘爆炸性四、煤层自燃倾向性情况煤矿建设以来为发生够煤层自燃事故。煤矿建设以来为发生够煤层自燃事故。根据资源储量核实报告钻孔对各煤层取了样品进行自燃倾向性鉴定，各煤层煤吸氧量测定为0.98,结论自燃倾向分类为级、级，即自燃、不易自燃。结果见表详见13。表13 煤层的自燃性倾向鉴定结果表煤层编号吸氧量cm3/g干煤全硫st.d(%)煤层的自燃性倾向c50.981.37级(自燃)c80.982.79级(不容易自燃)c120.980.71级(不容易自燃)第七节 矿井目前瓦斯抽采基本情况一、瓦斯抽放系统临时抽放系统：在风井工业广场临时安设了二台瓦斯抽放泵，泵型号为bwy-20，管路（108）中安设有放水装置，该抽放系统自投入使用以来运行均比较稳定，从抽放泵到管路均未出现大的故障，运行效果较好，在永久性抽放泵建设好并投入使用前能满足瓦斯防治的要求。永久性抽放系统：矿井在总回风井井口西南侧距风井85m处建立了永久性瓦斯抽放站，每个采区有封闭式和开放式抽采系统各一套，共有2bea-353-0型水环真空泵2台（一台运行、一台备用），担负该矿的高负压瓦斯抽放，转速590r/min，配套电机功率为160kw，选用3007型焊接钢管作为瓦斯抽放主管。有2bea-305-1型水环真空泵2台（一台运行、一台备用）, 担负该矿的低负压瓦斯抽放，转速710r/min。真空泵配套电机功率为132kw，低负压抽放主管选用4007型焊接钢管。管径、管材符合安全设施设计要求。高、低负压瓦斯管路均采用法兰和管接头连接的方式（便于装卸）二、抽采情况1、瓦斯抽放方式（1）封闭式：穿层条带、本层条带、综采工作面本层钻孔及其他临时性的抽放钻孔采用封闭式抽放。（2）开放式：采空区抽放、高位钻孔抽放、泄压瓦斯抽放采用开放式抽放瓦斯。2、瓦斯巷、钻场、钻孔布置方式（1）穿层在距c12煤层底板10m布置瓦斯巷，瓦斯距c8煤层底板37m,距c5煤层底板50m；在瓦斯巷对施工在c5煤层中的运输和回风巷施工75mm穿层条带抽放钻孔，钻孔控制到运输巷（回风巷）上帮不小于20m,下帮不小于10m的范围；钻孔垂直于瓦斯巷中线施工，每隔10m布置一个钻场，每隔钻场施工5-7个钻孔。（2）本层在有突出危险的掘进工作面施工75mm的深孔抽放，孔深60m，钻孔控制上帮不小于20m,下帮不小于10m的范围；每循环保证20m超前距掘进。利用综采工作面的两巷垂直于工作面施工75mm本层钻孔，钻孔间距1-3m（视具体情况而定），运输巷的孔深为75m，回风巷孔深为55m。（3）高位钻孔采煤工作面生产前，在工作面回风巷每隔一定20m距离布置一组，每组布置5个钻孔，孔径94mm，每组间距20m，钻孔终孔间距10m，覆盖范围为工作面上隅角以下50m裂隙带，钻孔孔深约为50-70m。第八节 瓦斯监测监控基本情况目前*煤矿使用的安全监控系统为kj83型，该系统由地面中心站、井下分站、电源箱、各种智能传感器、传输电缆和系统软件组成，具备甲烷超限断电和风电、瓦斯闭锁、屏幕显示监测、存储数据、打印报表功能；系统主机或电缆发生故障时，系统中使用的分站能保证甲烷断电仪和风电闭锁的功能；能实现多屏显示和超限断电与远程控制断电。各类传感器设置符合煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(aq1029-2007)。矿井恢复生产前将按照新的设计对该系统进行改造升级，将采用重庆煤科院的kj90na型安全监控系统，该系统由地面中心站、井下分站、电源箱、各种智能传感器、传输电缆和系统软件组成，具有甲烷超限断电和风电、瓦斯闭锁功能；具备屏幕显示监测、存储数据、打印报表功能；系统主机或电缆发生故障时，系统中使用的分站能保证甲烷断电仪和风电闭锁的功能；能实现多屏显示和超限断电与远程控制断电。地面中控站设监控主机一台，备用主机一台，打印机一台，不间断电源一台，交流净化稳压器一台，kjt-2传输接口两台，并设有电源避雷器和传输线路信号避雷器（已经于重庆煤科院达成购买协议）。第九节 瓦斯治理结构及其人员配备情况一、瓦斯治理机构*煤矿为了满足瓦斯防治工作的需要，于2012年1月21日党政联席会议研究，决定成立瓦斯防治专门机构通防部；通防部下辖3个队、1个班：打钻（抽放）队、通风队、防突队、监控班；并在工程技术部配置了专门的地质人员。*煤矿还成立了瓦斯防治领导小组，具体名单如下:组 长：董事长副组长：总经理 总工程师 分管安全副总经理分管生产（基建）副总经理 分管经营副总经理成 员：通防副总工程师 采掘副总工程师 机电副总工程师通防部长 安全部长 机电运输部长 调度室主任救护队长 经营管理部主任 打钻队队长 党群部主任二、人员配备情况通防部人员配置：通防部主任1名，副主任2人，工程技术人员4名，分别打钻（抽放）、通风、防突、监测监控各1名。工程技术部配置专门地质人员1名。通风队人员配置：总人数为 名，其中队长1名、副队长 名、通风设施工 名、瓦检员 名。打钻队人员配置：总人数为 名，其中队长1名、副队长 名、钻工 名、管道工 名、抽放工 名。防突队人员配置：总人数为 名，其中队长1名、专职技术员1名、防突工 名。监控班人员配置：总人数为4名。第二章 采掘规划第一节 开拓部署在井田东南部，两岔河西边坡地上、设计主平硐井口附近，利用已征工业场地，采用平硐开拓方式,以一个水平（+492m），三个采区，联合开采全井田各煤层。利用主平硐井口标高为+492m，布置在煤层顶板，方位角为120，坡度为4，掘45m后方位改为285，井筒揭穿c5、c8、c11、c12煤层至c12煤层底板，全长635m；利用行人井井口标高为+775m，布置在c12煤层底板，方位角为293，倾角为27，掘320m至630m标高后，按倾角为24布置，井筒揭穿c12煤层，落底在c11煤层底板，至+530m标高（该段作一采区铸石刮板运输上山），再以倾角为30与井底联络巷联通，行人井全长631m；利用风井井口标高为+785m，布置在c12煤层底板，方位角为293，倾角为27，掘199m至697m标高后，按倾角为29布置至+497m标高，风井全长607m。在c12煤层底板，从主平硐以方位角为132.8，坡度为4，布置水平运输大巷至行人井和风井井底，用联络巷联通，形成矿井通风系统。主平硐采用机轨合一布置，安装皮带和轨道运输煤炭、矸石、设备、材料和敷设管线，并兼作矿井进风巷和安全出口；行人井上段安装轨道，下段安装铸石刮板运输机（作一采区运输上山）用于运输等，并兼作矿井进风巷和安全出口；风井作矿井专用回风道。矿井工业场地在主平硐井口和风井口附近，设主平硐工业场地和风井场地。煤炭通过工作面刮板运输机和皮带，机轨石门皮带、区段煤仓、一采区运输上山、采区煤仓、水平运输大巷皮带、主平硐皮带运至至地面主平硐工业场地，然后装车外运。后期二采区煤炭通过工作面刮板运输机和皮带，机轨石门皮带、区段煤仓、二采区运输上山、二采区煤仓、水平运输大巷皮带、主平硐皮带运至至地面主平硐工业场地，然后装车外运。后期三采区三条下山布置在c8煤层底板，煤炭通过工作面刮板运输机和皮带，机轨石门皮带、区段煤仓、三采区运输下山、采区煤仓、水平运输大巷皮带、主平硐皮带运至至地面主平硐工业场地，然后装车外运。第二节 采煤计划主要内容包括：产量计划及采煤工作面接替情况等（用文字及图表进行说明）第三节 掘进计划主要内容包括：进尺计划及掘进工作面接替情况等（用文字及图表进行