煤矿瓦斯治理实施方案.doc

xx县xx煤矿瓦斯治理实施方案 目录前 言 第一章 矿区概述 第一节 概述第二节 开采技术条件第二章矿井开拓开采现状 第一节 矿井开拓开采概况 第二节 主要生产系统概况 第三节 矿井“一通三防”存在的主要问题 第四节 其它相关系统存在的主要问题 第三章 瓦斯治理的必要性和可行性 第四章 瓦斯治理方案 第一节 通风系统治理方案 第二节 防尘供水系统治理方案 第三节 防灭火系统治理方案 第四节 瓦斯抽放治理方案 第五节 其它安全技术措施 第六节 其它相关系统治理方案 第五章 瓦斯治理保障措施 第一节 建立安全技术管理体系 第二节 完善各项管理制度 第三节 加强监督检查 第四节 建立安全隐患处理应急救援机制 第五节 加强日常管理，注重隐患跟踪，全力消除隐患 第六章 预期效果 前 言一、瓦斯治理原因为贯彻落实全国安全生产电视电话会议精神，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，根据贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭工业局关于印发贵州省高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井安全技术管理规定（试行）的通知（贵煤安发【2008】201号）文件要求，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、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、现场管理到位，为实现到2012年安全生产状况明显好转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30万吨生产矿井。本次瓦斯治理按矿井实际情况考虑，矿井生产能力提升为60万吨/年。特别是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，严防出现通风瓦斯事故。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. 贵州省煤矿安全监察局、贵州省煤炭工业局关于印发贵州省高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井安全技术管理规定（试行）的通知（贵煤安发【2008】201号；7. 贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭工业局关于印发贵州省小煤矿安全生产技术管理规定（暂行）的通知（贵煤安发【2008】160号）；8. 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【2009】2号；（二）主要技术资料1、xx县xx煤矿开采设计方案。2、xx县xx煤矿安全专篇说明书。3、xx县xx煤矿资源储量核实报告。4、xx县xx煤矿资源开发利用方案说明书。5、xx县xx兴隆煤矿采掘工程平面图、通风系统图。6、煤矿“三个鉴定报告”（矿井瓦斯等级鉴定、煤尘爆炸性鉴定、煤层自然倾向性鉴定）。第一章 矿区概述第一节 概述（一）企业位置及交通情况：1.1.1. 1、地理概况1）井田位置、范围及交通xx县xx煤矿位于xx县城北偏西平距16.0km的xx附近，属xx县潘家庄镇所辖，地理坐标为东经10507351050746，北纬253412253420。矿区距xx县城公路里程约36km，距南昆铁路顶效站76.0km，有简易公路通过矿区，煤炭外运较方便，矿区交通位置见图211。xx煤矿图211 矿区交通位置图xx煤矿井田范围由贵州省国土资源局划定，矿区范围由8个拐点圈定，呈不规则多边形，走向长约1.3km，倾斜宽平均约2.3km，平面面积2.6187km2km2，准采标高为1850m1100m。xx煤矿位于xx县城北偏西平距16.0km的xx附近，矿区距xx县城公路里程约36km，距南昆铁路顶效站76.0km，有简易公路通过，矿区矿井交通运输便利。（二）井田范围及储量根据黔西南州国土资源局文件（州国土资备字200643号）关于xx县xx煤矿资源储量核实报告备案的通知，以及贵州省xx县xx煤矿资源/储量核实报告评审意见，截至2006年12月，矿区内核实K1、K2、K3、K4、K5、K6共6层煤煤炭资源总量2480.19万t，其中：控制的内蕴经济资源量（332）305.1万t；推断的内蕴经济资源量（333）1278.77万t；预测的资源量（334）896.32万tt。xx煤矿可采煤层有K1、K2、K3、K4、K5和K6煤层共6层，按煤炭分类国家标准（GB/T5224.1-2004）分类，均为低灰中灰、中硫中高硫、特高热值的无烟煤。可用作合成氨造气的原料、动力用煤和民用煤等。销售市场前景及经济效益较好。（三）矿井开采条件1、矿井地质构造：1、地质构造及煤层 1）地层及地质构造（1）地层矿区出露地层为上二叠统龙潭组、长兴组及三叠系飞仙关组及第四系，分述如下：龙潭组（P3L）为海陆交互相和冲积相含煤沉积组合，由石英砂岩、粉砂岩、粘土岩、炭质粘土岩及煤层（线）组成多个沉积旋回，与下伏地层茅口组为假整合接触，厚310450m。本组按岩性划分为三个段，各段之间为连续沉积。矿区内仅出露第二段及第三段。A、第三段（P3L3）：岩性为灰、灰黄色薄至中厚层粘土岩、砂质粘土岩夹灰、深灰色中厚层粉砂质粘土岩、钙质砂岩、粉砂岩、粘土岩及炭质页岩、煤层等。为区域主要含煤地层。厚度200250m。B、第二段（P3L2）：灰、褐灰色薄至中厚层粘土岩、粉砂质粘土岩，夹少量薄至中厚层砂岩、粉砂岩及深灰色中厚层灰岩、燧石灰岩、泥灰岩等，夹煤35层。厚100m。长兴组（P2c）上部为深灰、灰绿色薄至中厚层粘土岩、砂质钙质粘土岩，夹较多灰、深灰色中厚层泥灰岩、灰岩、燧石灰岩及少量钙质粉砂岩、玄武质岩屑砂岩、硅质岩。下部为灰、黄灰色薄至中厚层粘土岩、粉砂质粘土岩，夹较多玄武岩屑砂岩、钙质砂岩、粉砂岩。底部725m为黄绿、褐黄色中厚层岩屑砂岩夹粘土岩，是较稳定的划分标志。厚度150m。飞仙关组（T1f）按岩性分为二个段。飞仙关组第二段（T1f2）：为紫红、灰绿色薄至中厚层砂岩、粉砂岩、砂质粘土岩及少量薄至中厚层粘土岩、钙质粘土岩、粘土质粉砂岩、钙质砂岩、灰岩、泥灰岩组成。厚度80m。飞仙关组第一段（T1f1）：为灰绿色、灰色薄至中厚厚层泥质粉砂岩组成，厚4065m。第四系（Q）为黄褐色砂质粘土及亚粘土夹岩石碎块沿缓坡地带或沟谷平缓处堆积，厚010m。（2）地质构造矿区位于放马坪背斜北西翼、青山向斜南东翼次一级向斜，处上鸡场坪xx断层（F1）与张家坡断层（F2）之间的断块中。矿区北部地层总体走向为北西向，倾向南西，地表倾角一般79，局部揉皱发育地段达1315，矿区南部地层走向为近南北向，倾向西，地表倾角一般为58，局部揉皱发育地段达1315。矿区总体轴向北东向，北东为扬起的宽缓小向斜。矿区东缘有近南北向的F1断层通过，倾向西，倾角60，为西盘上升、东盘下降的逆断层，断距约90m，走向延伸长达5km，断层地表多被第四系坡积物掩盖，露头不清。矿区西缘F2断层，走向北东30，倾向不明，水平断距约1km，走向延伸长达3km。在马鞍山扒山田一带有一北东60的断层与F2断层斜交。综上所述，矿区地质构造程度为中等类型。2）煤层煤矿区含煤岩系为上二叠统龙潭组，厚约300m，主要由石英砂岩、细砂岩、粉砂岩、粘土岩及煤层（线）等组成多个韵律，共含煤层（线）40余层，煤层总厚度最厚23.63m，最大含煤系数7.87%，但达可采或局部可采（0.70m）并能在全区或局部对比者可达810层，位于龙潭组第二段中部至第三段。为河流相沉积。主要由石英砂岩、细砂岩、粉砂岩、粘土岩、炭质粘土岩及煤层（线）等组成，产双壳类及植物化石。含可采煤层67层及不可采煤层（线）811层（煤层单层厚度0.080.30m）。矿区内K1、K2、K3、K4、K5、K6煤层稳定可采，其余煤层变化较大。煤组厚180200m。2、煤层及煤质情况：区内各可采煤层详述如下：（1）K1煤层产于龙潭组第三段上部，上距长兴组底界约50m，呈层状产出，产状与岩层产状一致，走向为南北向，倾向西，倾角812，平均10，顶板为粘土质粉砂岩，底板为薄中厚层粘土岩，煤层厚2.102.40m，平均厚2.31m，沿走向两端均延出矿区，矿区范围内走向长1500m，斜深控制600余米，煤层稳定，属结构简单煤层。（2）K2煤层产于龙潭组第三段上部，上距K1底界约25m，呈层状产出，产状与岩层产状一致，走向为南北向，倾向西，倾角812，平均10，顶板为粘土质粉砂岩，底板为薄中厚层粘土岩，煤层厚1.501.62m，平均厚1.55m，沿走向两端均延出矿区，矿区范围内走向长1500m，斜深控制600余米，煤层稳定，属结构简单煤层。（3）K3煤层产于龙潭组第三段上部，上距K2煤层约25m，呈层状产出，产状与岩层产状一致，走向为南北向，倾向西，倾角812，平均10，顶板为粘土质粉砂岩，底板为薄中厚层粘土岩，煤层厚1.301.60m，平均厚1.42m，沿走向两端均延出矿区，矿区范围内走向长1500m，斜深控制60余米，煤层稳定，属结构简单煤层。（4）K4煤层产于龙潭组第二段上部，上距K3煤层7080m，呈层状产出，产状与岩层产状一致，走向为南北向，倾向西，倾角812，平均10，顶板为粘土质粉砂岩，底板为薄中厚层粘土岩，煤层厚2.252.40m，平均厚2.31m，沿走向两端均延出矿区，矿区范围内走向长1200m，斜深控制200余米，煤层稳定，属结构简单煤层。（5）K5煤层产于龙潭组第二段上部，上距K4煤层2530m，呈层状产出，产状与岩层产状一致，走向为南北向，倾向西，倾角812，平均10，顶板为粘土质粉砂岩，底板为薄中厚层粘土岩，煤层厚1.741.82m，平均厚1.76m，沿走向两端均延出矿区，矿区范围内走向长1200m，斜深控制200余米，煤层稳定，属结构简单煤层。（6）K6煤层产于龙潭组第二段中部，上距K5煤层约3040m，呈层状产出，产状与岩层产状一致，走向为南北向，倾向西，倾角812，平均10，顶板为粘土质粉砂岩，底板为薄中厚层粘土岩，煤层厚1.862.0m，平均厚1.93m，沿走向两端均延出矿区，矿区范围内走向长800m，斜深控制450余米，煤层稳定，属结构简单煤层。各可采煤层特征见表231。1.1.2. 2、煤类、煤质与煤的用途1）煤类井田内开采煤层均属无烟煤。表231 可采煤层特征表煤层编号煤层平均厚度(m)煤层间距(m)煤层倾角()煤层结构煤层稳定性顶底板岩性顶板底板K12.312581210简单稳定粘土质粉砂岩粘土岩K21.55简单稳定粘土质粉砂岩粘土岩25K31.42简单稳定粘土质粉砂岩粘土岩7080K42.31简单稳定粘土质粉砂岩粘土岩2530K51.76简单稳定粘土质粉砂岩粘土岩3040K61.93简单稳定粘土质粉砂岩粘土岩1.1.3. 3、水文地质条件1）地表水分布情况区内沟谷发育，沟溪水枯季流量小或干枯，雨后山间沟溪水流量较大，矿区东侧小石桥径流，标高1380m左右，为当地的最低侵蚀基准面与排泄基准面，该矿山最低开采标高1100m，低于最低侵蚀基准面，因此，在今后的采掘过程中应加强探放水工作。2）含、隔水层特征（1）飞仙关组砂页岩裂隙含水岩组(T1f)：分布于矿区中部，厚度大于200m，岩性为砂岩、粘土岩。含表层风化裂隙水，其补给来源主要为大气降水，含水性及导水性差，富水性弱。为矿层顶板间接充水含水层。（2）长兴组灰岩溶洞裂隙含水岩组(P3c)：呈条带状分布于矿区北侧与东侧斜坡上部。厚度约20m，岩性为中厚层灰岩、泥质灰岩及粘土岩、粉砂岩，在该矿区经钻孔揭露溶蚀裂隙不发育，富水性弱。该岩组分布于矿区陡峻的斜坡地带，分布位置较高，其补给来源主要为大气降水，汇水条件差，地下水补给条件较差。该岩组距矿区最顶层K1号煤约115m，中间为龙潭组砂岩粘土岩隔水层，其地下水可通过采煤塌陷裂隙进入矿坑，为矿层顶板闾接充水含水层。（3）龙潭组砂泥岩裂隙含水岩组(P31)：为矿区含煤岩系，含7层可采煤层。厚度约450m。岩性主要为砂岩与粘土岩，局部夹有少量泥质灰岩或含燧石灰岩。该层含表层风化裂隙水，在局部汇水冲沟中可形成下降泉，该岩组含水性及导水性差，接近于相对隔水岩组，对矿坑充水影响甚微。（4）大厂层硅质岩裂隙含水岩组(Pd)：分布于矿区北侧。在楮皮田、店子上北面缺失。主要为硅质岩，其中溶蚀裂隙、孔洞发育。富水性中等强。该岩组上距K3煤层约270m，中间被砂泥岩所隔，对Kl、K2、K3煤层矿坑充水没有影响。（5）茅口组灰岩裂隙溶洞含水岩组(P2m)：分布于矿区北侧。茅口组为中厚层状灰岩，其中溶洞、落水洞及溶隙发育。矿区内于此岩组中未见有大泉出露。该含水岩组主要接受大气降水和张家坡溪流，楮皮田溪流补给，为裂隙溶洞含水岩组，富水性中等强。该岩组上距距K3煤层约300m，中间被砂泥岩所隔，对K1、K2、K3煤层矿坑充水没有影响。3）主要构造破碎带的水文地质特征及对矿床充水的影响矿区东侧有F1断层通过，走向近南北，倾向西，倾角约60，为逆断层，垂直断距约90m。断层发育于P31、Pd、P2m地层中。在矿区北部穿过Pd、P2m地层中的破碎带富水性强，而位于矿区西侧P31砂泥岩地层中的破碎带因多被泥质充填，富水性差。因断层东盘下降，未造成东盘Pd、P2m含水层与煤层直接接触，对其煤层开采无充水影响。4）地表水对矿床充水的影响区内地表水主要为其东侧小石桥径流至潘家庄的一条小溪流，其流量约为1.12L/S该条溪流位于K1煤层禁采线1km之外，对矿区开采影响不大。5）老窑水和生产矿井对矿床充水的影响矿区北边有浙江煤矿，在进行生产，以斜井开拓，开采K1、K2、K3煤层，年产量约6万t，巷道长200mm，估计开采深约为150m左右，其矿井水均现采现排，积水量不大。其它无证小窑采深最多50m，且均用人工或虹吸法排水，积水量很少。但在开采过程中仍须采取有效的防治水措施，防止老窑突水事故的发生。6）充水因素分析因贵州金杉土地资源勘查开发有限公司2006年12月提交的贵州省xx县xx煤矿资源/储量核实报告没有提供涌水量具体数据,本设计采用比拟法进行预测矿井涌水量。根据业主提供涌水量实测数据，矿井下正常涌水量为25m3h，最大涌水量为50m3h。考虑该矿区湿度大，降水量集中，雨季长，细雨频繁的特征，采用比拟法预测年平均、雨季平均、雨季月最大平均的矿坑涌水量。该矿是平硐斜井开拓，主井井口标高1583.51m，开采煤层最低底板标高为+1120m。采用比拟法计算矿井涌水量如下。（1）计算公式Q=Q1H（SS1）0.5H10.5式中：Q预测矿井未来涌水量(m3/h)；Q1已知矿井实测涌水量(m3/h)；H未来开采区垂直深度（m）；S未来开采矿区面积(km2)；H1已采矿井垂直深度（m）；S1已知矿井采区面积(km2)；（2）计算参数的确定：已知矿井实测涌水量（Q1）：本次实测矿井涌水量，最大涌水量为50m3/h，正常涌水量为25m3/h。已知矿井采区面积（S1）：约为0.96km2。已采矿井垂直深度（H1）：该矿主井井口标高+1583.51m，现有工作面采掘标高1522m，故开采矿井垂直深度为61.51m。未来开采矿区面积（S）：约为1.37km2。未来开采区垂直深度（H）：从K6煤层储量估算图上读取最低标高为+1120m，则未来开采矿井垂直深度为463.51m。比拟法预测矿井涌水量数据见表233。表233 比拟法预测矿井涌水量计算表计算公式Q=Q1H（SS1）0.5H10.5取值计算参数H未来开采区垂直深度（m）463.51S未来开采矿区面积(km2)1.37Q1已知矿井实测涌水量(m3/h)50(最大)25(正常)H1已采矿井垂直深度（m）61.51S1已知矿井采区面积(km2)0.96计算结果Q最大=150(m3/h)，Q正常=75(m3/h)采用水文地质比拟法预测未来矿井正常涌水量为75m3/h，未来矿井最大涌水量为150m3/h。综上所述，地形有利于自然排水。矿床充水含水层有：龙潭组(P3l)直接充水弱含水层、飞仙关组（T1f）顶板间接充水弱含水层、长兴组（P2c）顶板间接充水含水层及底板Pd与P2m间接充水含水层。对于上部K1、K2、K3煤层，其主要充水含水层为飞仙关组（T1f）、龙潭组(P3l)、长兴组（P2c），由于含水层富水性差，以大气降水补给为主，地下水补给条件差，因此上煤组水文地质复杂程度属中等类型；对于K4、K5、K6煤层，主要充水含水层除飞仙关组（T1f）、龙潭组(P3l)、长兴组（P2c）外，还有底板间接充水含水层，富水性强、压力大的特点，产生底板突水的可能性较大，因此下煤组水文地质条件属复杂类型。5、瓦斯、煤尘及煤层自燃倾向性、煤与瓦斯突出性（1）瓦斯：根据贵州省地矿局一一七地质大队二00五年七一月提交的贵州省xx县xx煤矿勘查地质报告的测定结果（K1煤层瓦斯含量为7.5m3/t，K2煤层瓦斯含量为7.2m3/t ，K3煤层瓦斯含量为7.7m3/t），属低瓦斯煤层。根据xx县xx煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告书鉴定结果为低瓦斯矿井。根据黔能源煤炭发2009276号xx县xx煤矿2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告书鉴定结果为低瓦斯矿井，根据黔能源煤炭发2010801号xx县xx煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告书鉴定结果为低瓦斯矿井，xx县xx煤矿属低瓦斯矿井。 矿井3年来的瓦斯等级鉴定结果汇总表年度矿井名称瓦斯涌出量二氧化碳涌出量鉴定结果相对量(m/t)绝对量(m/min)相对量(m/t)绝对量(m/min)2008xx煤矿-1.20-0.76低瓦斯矿井2009xx煤矿- 1.36 - 0.79低瓦斯矿井2010xx煤矿-2.47-1.42低瓦斯矿井由上表可知，3年来矿井绝对瓦斯涌出量最大值为1.82m3/min ，矿井最大相对瓦斯涌出量为7.2m/t）.（2）煤尘爆炸性：根据报告鉴定结果为：K1煤层无爆炸性危险、K2煤层无爆炸性危险、K3煤层无爆炸性危险。（3）煤层自燃发火倾向性根据贵州省xx县xx煤矿勘查地质报告的测定结果，K1、K2煤层自燃倾向性为三类（不易自燃煤层），K3、K4、K5煤层自燃倾向性为二类（自燃煤层），K6煤层自燃倾向性为一类(容易自燃煤层)。（4）煤与瓦斯突出根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字20081421号）：关于黔西南州煤炭局关于转报xx县xx煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告的批复：（1）xx煤矿开采标高+1521米以上的K1煤层无突出危险；（2）xx煤矿开采标高+1521米以上的K2煤层无突出危险；（3）xx煤矿开采标高+1550米以上的K3煤层无突出危险。根据贵州省能源局文件（黔能源煤炭 2011626号）：关于黔西南州煤炭局关于转报xx县xx煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告的批复：xx县xx煤矿开采标高+1521米以上的K1、K2煤层无突出危险，xx县xx煤矿开采标高+1550米以上的K3煤层无突出危险。第二节 矿井生产系统简述 1、矿井开拓、开采系统：矿井为平硐、暗斜井开拓，属于技改矿井。属缓倾斜煤层，现正在掘进1101运输巷。主平硐以3坡度从K3煤层底板施工平硐揭露K3、K2、K1煤层，井口坐标为：X=2829350，Y=35512444，Z=+1592m。副平硐以3坡度从K3煤层底板施工平硐揭露K3、K2、K1煤层，井口坐标为：X=2829380，Y=35512458，Z=+1592m。回风平硐以3坡度从K3煤层底板施工平硐揭露K3、K2、K1煤层，井口坐标为：X=2828914，Y=35512230，Z=+1631m。详见表1-2-3井筒特征表。表1-2-3 井筒特征表井筒名称井口坐标井口标高(米)方位角倾角井筒长度(m)断面(m2)掘净XY主平硐28293503551244415929134008.27.5副平硐282938035512458159211833088.27.5回风平硐282891435512230163110032268.27.5本矿井煤层倾角平均为10，属缓倾斜煤层，采煤方法采用走向长壁式后退采煤法，矿井工业场地设在井口附近。采用单一煤层布置，矿井采用二个采区开拓。本矿井为平硐、暗斜井开拓：副平硐从K1煤层见煤点作轨道运输大巷到矿井中部后作轨道下山；回风平硐从K1煤层见煤点作回风大巷到矿井中部后作南翼回风下山；在K3煤层底板施工主平硐揭露K3、K2、K1煤层，从K1煤层见煤点作皮带下山；主平硐和皮带下山铺设皮带，用于煤炭运输、行人和进风及铺设管线，副平硐、轨道运输大巷、轨道下山铺设轨道，用于设备、材料、矸石运输、行人和进风及铺设管线，回风平硐安设主要通风机，用于回风和作安全出口主平硐以3坡度从K3煤层底板施工平硐揭露K3、K2、K1煤层，井口坐标为：X=2829350，Y=35512444，Z=+1592m。副平硐以3坡度从K3煤层底板施工平硐揭露K3、K2、K1煤层，井口坐标为：X=2829380，Y=35512458，Z=+1592m。回风平硐以3坡度从K3煤层底板施工平硐揭露K3、K2、K1煤层，井口坐标为：X=2828914，Y=35512230，Z=+1631m。从主平硐、副平硐和回风平硐K1煤层见煤点分别施工皮带下山、轨道运输大巷和轨道下山、回风大巷、南翼回风下山后布置首采工作面。在皮带下山和轨道下山下口布置井底水仓和变电所。采用联合布置，矿井划分为一个水平，二个采区。由于本矿井下煤组（K4、K5、K6）煤层距上煤组（K3、K2、K1）煤层层间距为7080m，采用一套系统生产较困难，故将矿井划分为二个采区，即上煤组（K1、K2、K3）煤层为一采区，下煤组（K4、K5、K6）煤层为二采区。2、矿井开采: （1）水平及采区划分根据煤层的赋存情况及矿井所选用的开拓方式，设计采用一个盘区开拓，一盘区K1煤层服务年限约为4年。（2）采煤工艺首采工作面布置在K1煤层，煤层厚2-3m，平均2.55m，平均倾角8。煤层顶板以粉砂岩、粉砂质粘土岩和粘土岩为主，属软中等坚硬岩石，容易冒落，有利于采用全部跨落法采煤方法；底板以粘土岩为主，部分地段底板为粉砂质粘土岩。采煤工艺采用综合机械化采煤，工作面采用ZY4000/1.7/3.8型掩护式液压支架，采用MG250/600-WD1型双滚筒采煤机割煤，采用长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。采煤工艺流程如下：交接班设备运转检查采煤机进刀割煤移架放顶移溜。（3）掘进工艺掘进工作面采用综合机械化掘进方式，工作面装备掘进机和可伸缩皮带机。工作面采用锚网喷支护。掘进工艺流程如下：准备工作掘进机截煤（出煤）临时支护铺顶网装上锚梁打顶锚和锚索铺帮网打帮锚清除底煤。3、采掘生产布置(1)煤层开采顺序：采用单一煤层布置方式，同一煤层开采顺序为由上往下，煤层间开采顺序为由上往下，先采K1煤层，后采K2煤层，最后采K3煤层，以此类推。(2) 采掘生产布置：矿井现在布置一个综采工作面，两个综掘工作面，完成年产30万吨的生产能力。掘进工作面有：由于1102备用工作面未形成，现在只安排一个掘进工作面。3、矿井通风系统：矿井采用中央并列式通风方式，抽出式通风方法。主扇风机采用二台同等能力FBCDZ-8-NO21型防爆轴流式通风机，一台工作，一台备用。风量2880-6420m3/min，负压6702603Pa，配套电机型号YBF315-6，功率N=132 kw2，完成矿井通风任务。采煤工作面、掘进工作面和主要硐室都实现了分区通风。采煤工作面和主要峒室采取负压通风，有独立的通风系统。掘进工作面通风采用双电源、双风机局扇通风，并有独立的通风系统。采用局扇风机型号为FBDY/30（45）2型，风量250（350）-450（550）m3/min，电机功率30（45）2kw，风筒采用直径800mm的防静电阻燃风筒。4、排水系统（1）矿井排水系统在主斜井底部布置井下中央水泵房和主、副水仓。主水仓，长度70 m，容量700m3；副水仓，长度50 m，容量500m3。采用DF155-30*5型水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修，其流量为Q=155m3/h，扬程为H=150m，配套电动机功率：N=110kw。在K1轨道下山设置两趟主排水管路，一趟工作，一趟备用。选择管径内径为200mm，外径216mm，壁厚8mm的国产PVC管，一趟排水管长650m。二采区水仓容量200m3，排水设备两台型号BF125-30*4，流量125m3/h；电机功率55KW ，型号为YBK2-225M-4；排水管路内径为125mm两趟.5、矿井防尘、消防系统：（1）防尘、消防系统a、地面生产、生活、消防供水系统：在工业场地附近山坡上建设一座200m3的静压水池，作为地面生产、生活、消防水源。由200m3地面静压水池敷设二趟DN100焊接钢管至工业场地，以静压供水方式向工业场地及生活区供水。b、井下生产、防尘、消防供水系统：在地面工业广场附近山坡上 (标高+1675m)建造一座300m3的静压水池，作为井下生产、消防、防尘供水水源。由300m3井下生产、生活、消防水池敷设一趟DN100焊接钢管至井下，以静压供水方式向井下用水地点供水。c、井下供水管路系统及设施：井下供水主管路设在回风井，采用DN100无缝钢管，由地面井下生产、防尘、消防水池以静压方式向井下供水。在主斜井、付斜井、采煤工作面运输巷与回风巷、掘进工作面巷道等地点都敷设了供水支管路，支管路采用DN50无缝钢管。主斜井、副斜井、回风井防尘洒水管路每隔100m设一个洒水支管和阀门。采煤工作面运输巷、回风巷、掘进工作面防尘洒水管路每隔50m设一个洒水支管和阀门。工作面运输巷每隔50米设DN25给水栓一个，回风巷每隔100米设DN25给水栓一个。在主井运输巷、回采工作面运输巷、掘进工作面、煤仓上下口运输转载点、卸载点都设置了洒水喷雾降尘装置。d、水源：(1)地面生产、生活用水、消防水源为附近的溪水及地下涌出泉水和xx县潘家庄镇供水公司的供水。由山上水源处敷设一条DN65焊接钢管至地面生产、生活、消防水池，向水池蓄水。潘家庄镇供水公司的供水管治截至地面生产、生活用水、消防水池。(2) 井下生产、防尘、消防水源为附近的溪水及地下涌出泉水。由水源处敷设一条DN65焊接钢管至井下静压水池，向水池蓄水。井下用水不足部分由排出地面的井下水经沉淀和污水站处理后进行补充，由污水处理站敷设一条DN65焊接钢管至井下生产、防尘、消防水池，作为补充水源。（2）隔爆设施在1106采面回风巷、运输巷、1108机巷回风巷掘进工作面安装型号GBSD-40的辅助隔爆水袋棚，在主井、副井、回风井均安设有型号GBSD-40的主要隔爆水袋棚。（3）采煤工作面防灭火在工作面回风巷设置两个注浆洒水池，铺设二趟直径50mm的管路，采用两台TBW50/15型泥浆泵向工作面注水（或注浆）。工作面铺设25mm的洒水胶管，每隔25m设一个喷雾装置。工作面防灭火采用喷洒卤水（氢氧化钙）方法，每天准备检修班进行。5、矿井供电系统(1)双回路电源矿井采用双回路供电，电源由xx县供电局七里湾35kv变电所不同母线端引二趟专线至矿井，架空线均为LGJ-120mm2钢绞线，距离约3.8km。(2)地面供电地面建设有地面中央变电所，安装两台S9-500/10/0.6变压器供地面设备、照明和其它用电，变压器中性点接地，两台地面变压器分列式运行。(3)井下供电：在副井下部建设有井下中央变电所，采用10KV高压入井，双回路供电。安装一台KBSG-500/10/0.69型和一台KBSG-315/10/0.69型变压器向井下2个掘进工作面设备供电；安装二台KBSG200/10/0.69变压器向井下掘进头局扇供电；安装两台KBSGZY-800/10/1.14变压器向井下采煤工作面设备供电；安装一台KBSG-315/10/0.69型变压器向泵房三台主排水泵供电；向井下供电的变压器中性点不接地。(4)供电电压：地面电压为380V、660V，井下低压为1140V、660V，380V。采煤工作面采煤机、转载机、刮板输送机电压为1140V；掘进机供电电压为660V。水泵电压660 V。7、瓦斯抽放系统(1)矿井在距离井口150米的地方建立了永久瓦斯抽放泵站，采用2台2BE12高负压真空泵和2台2BE12低负压真空泵，1套工作，1套电机功率160千瓦，最大抽速52立方/分。(2)瓦斯抽放管路的敷设：高负压瓦斯抽放系统，主管路采用350的专用PVC管路，支管路采用200的专用PVC管路。低负压瓦斯抽放系统，主管路采用450mm的专用PVC管路，支管路采用250的专用PVC管路。(3)电源：采用双回路供电，由地面中央变电所引二趟电缆至抽放泵站，向抽放设备供电。(4)采煤工作面回风巷安装了采空区、上隅角低负压瓦斯抽放系统。掘进工作面安装了高负压瓦斯抽放系统。备用采煤工作面安装了瓦斯预抽放高负压系统。8、压风系统：(1)xx煤矿矿在工业广场内建立了地面压缩空气站，采用两台BJ-20-8G型风冷式螺杆式空气压缩机2台，1台工作，1台备用，电机功率：110Kw，排气量19.5m3/min，排气压力0.8MPa。向井下掘进工作面和采煤工作面供风。(2)在主斜井敷设2趟直径200mm无缝钢管，作为压风主管路, 采掘工作面支管路采用直径50mm无缝钢管。(3)矿井采用ZY-J型压风自救系统，矿井在采煤工作面运输巷、回风巷、距离采煤工作面50100米的范围内各建设一个避难峒室，并安装了电话、压风自救系统和供水系统，满足工作面最多作业人数时的避难要求；在掘进巷道内每隔100米设置一个避难峒室，在距掘进工作面25-40m的范围内设置一组压风自救装置，每组压风自救装置可供58人使用，压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min，使用压风自救时，其他耗风设备必须停止使用。9、监控系统矿井采用KJ73安全生产监测监控系统，并在调度室安装了井上下视频监控系统、人员定位系统。实现了调度监控视频、安全生产监控一体化管理。通过调度监控视频系统实现了对井上下各主要工作场所情况进行视频监控。在井下各地点安设了瓦斯传感器19个、温度传感器12个、一氧化碳传感器4个、风速传感器5个、负压传感器3个、流量传感器2个、设备开停传感器21个、风门开闭传感器14个、水位传感器2个、烟雾传感器5个、堆煤传感器5个、馈电状态传感器（断电传感器）4个等，共计96个模拟（51）、开关量（45），对矿井安全生产状态情况进行监测监控。10、通讯系统(1)外线通讯调度室安装了固定电话，保持与外界正常联系通讯，矿调度室电话： (2)矿内通讯地面调度室安装内线电话，井下和地面的重要部门可直接联系。井下通过安全栅成为本安型通信，井下采掘工作面、机电峒室、皮带机头、配电室等地点均安装矿用KTH-11本安型电话。井下共安装防爆电话30部。井上部分自地面分站引出主干通讯线路，干线上挂接支线通讯线路至各地点。地面主要电话安装地点有：主井口、提升绞车房、主通风机房、瓦斯抽放泵、地面中央变电所、仓库、矿办公室、调度室等地点共安装电话40部。第三节 矿井“一通三防”存在的主要问题一、通风系统现状及存在的主要问题矿井通风方式为中央并列式通风，风流从主井和副斜井进入，经过工作面最后从专用回风井回出。局部通风机采用局扇压入式通风。风井作有引风道、人行通道，井口安设有防爆门。主要存在的问题：矿井采掘布局不合理，现在为单翼布置，三条井筒均布置在煤层，矿山压力大，巷道变形严重，回风巷局部地方断面小，矿井风量不能满足综采、综掘现代化矿井生产能力要求。为治理矿井瓦斯，必须进行矿井通风系统改造，优化采掘布局，今后必须加强通风管理、及时维护巷道，确保风路正常畅通，通风构筑完整、完好。使之达到系统合理，设施完好、风量充足、风流稳定的目的。二、防尘供水系统现状及存在的主要问题我矿井下防尘管路小，不能满足采掘打钻生产需要。三、防灭火系统现状及存在的主要问题我矿K1煤层的自燃倾向性为三类。防灭火供水管路与防尘供水管路共用，井下消防栓设置不全，防灭火器材储备不足，且品种不全。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。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。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，瓦斯治理是可行的。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 通风系统治理方案一、概述xx县潘家庄镇兴隆煤矿设计生产能力为30万t/a，通风方式为中央并列式，采用抽出式通风方法，主、副斜井进风，回风斜井回风，配备两台FBCDZ-8-NO21型防爆轴流式通风机，配套电机2132KW，矿井采煤工作面采用U型通风，掘进工作面采用压入式通风方法。矿井现在总风量为4682m3/min，回风井断面11.48，风速为8.6m/s，负压1500Pa。二、通风系统改造设计原则：1、按“以风定产”原则，使改造后的通风系统能力与矿井生产能力相匹配。2、改造设计技术上合理可靠，风量充足，风流稳定、风速合理。3、以最少的投资，较少的工程量与材料消耗，获得最好的经济效益。4、改造后的系统安全可靠，防灾、抗灾能力强。三、现在矿井通风系统存在的问题矿井通风系统不能与矿井实际生产能力相匹配，给通风安全管理带来隐患。主要存在以下几方面的问题：1、按目前的采掘布局布置，主要通风机的供风量已达到极限。因供风量不足影响生产安全。2、随着矿井往深部延伸，掘进工作面的增加，所需风量增加，通风距离增大，通风阻力增大，现运行的主要通风机难以满足安全生产需要。3、矿井主要通风巷道都布置在煤层中，变形严重，通风断面小，阻力大，风速超限，供风量不足。四、方案选择目前矿井通风系统存在的问题主要为矿井总风量达到极限，通风系统将由生产系统的增加，所需的风量增加，通风距离增大，通风阻力增大，现运行风机难以满足安全生产需要。矿井通风系统改造的目的在于提高矿井总风量，保证主要通风机安全运转，使通风能力与生产能力相匹配。鉴于以上对矿井通风网路、通风设备的分析， 通风系统改造的方案为：更换矿井主要通风机和巷道改造。五、方案设计的计算基础矿井通风系统改造的方案为更换主要通风机和巷道改造，今后采掘头面个数及机电硐室数量基本稳定，但随采掘地点的变化，通风系统有较大变化。因此主要通风机选型，须从以下几方面作为选型计算的基础：（一）重新计算矿井需风量，合理配风，并以此来计算矿井通风阻力。（二）随采掘布局的变化，矿井生产逐步转移为双翼开采，形成北翼采区通风系统。生产系统增加，矿井配风量增加，通风路线延长、通风阻力增大，矿井通风进入困难时期。因此应以通风路线最长、阻力最大的困难时期作为风机选型的基础。（三）根据矿井采掘计划，矿井需风量计算1个综采工作面、1个备用工作面，4个掘进工作面、4个独立通风的硐室作为风量计算基础。（四）通风阻力计算：通风容易时期：阻力计算以1110综采工作面为通风阻力计算路线。北翼1个综采工作面，2个掘进工作面，留有30m的煤柱。通风困难时期：阻力计算以1101综采工作面和1102综采工作面作为通风困难时期阻力计算路线。第二节通风设施1、通风构筑物为保证各采、掘工作面和硐室的风量，并使风流按规定方向流动，在风流流动线路中设置有风门等构筑物。为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主扇，在回风井口处设置防爆门。另外，矿井主要扇风机设有反风装置，当井下发生火灾时可进行全矿井下反向通风。（1） 防止漏风措施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。（2）反风方式、反风系统及设施矿井利用轴流式通风机反转的方法反风。在反风时，调换电动机电源的两相，可以改变通风机动轮的旋转方向，使井下风流反向。这种反风方法不需要设置反风道，比较经济。反风必须能在10min内改变巷道中的风流方向。当风流方向改变后，主要通风机的供风量不应小于正常风量的40%。反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习，矿井通风系统有较大变化时，也要进行一次反风演习。当矿井出现火灾事故需要实施反风措施时，一定要慎重。主要通风机在停风期间，必须打开井口防爆门和有关风门，以便充分利用自然通风。矿井必须设置相应的通风构筑物使得反风时风流能按既定路线流动。（3）降低风阻措施(a) 砌碹巷道表面应尽量光滑平整，以降低通风阻力。(b) 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。(c) 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。第三节 防尘供水系统治理方案矿井的地面工业水池通过水泵将清水输送到高位水池（新增加一个1000立方水池），经副斜井进入井下，向各采、掘工作面和其他各用水点提供用水。1、工作面和掘进头必须均采用湿式凿岩（煤），同时在井下刮板输送机、和其他转载点设置鸭咀喷雾器喷雾降尘。2、回风巷、轨道运输巷设洒水器形成喷雾水幕降尘；地面生产系统贮、装、运等起尘点