红果镇打牛厂煤矿瓦斯治理方案.doc

红果镇打牛厂煤矿瓦斯防治方案编制人：杨仁国编制时间：2012年4月目 录前 言 -1第一章 矿区概述- 8第一节 概述- 8第二节 开采技术条件 -11第二章 矿井开拓开采现状 -13第一节 矿井开拓开采概况 -13第二节 主要生产系统概况 -14第三节 矿井“一通三防”存在的主要问题 -24第四节 其它相关系统存在的主要问题 -26第三章 瓦斯治理的必要性和可行性 -28第四章 瓦斯治理方案-18第一节 通风系统治理方案 -18第二节 防尘供水系统治理方案 -39第三节 防灭火系统治理方案-39第四节 瓦斯抽放治理方案 -41第五节 其它安全技术措施 -41第六节 其它相关系统治理方案 -46第五章 瓦斯治理保障措施 -49第一节 建立安全技术管理体系 -54第二节 完善各项管理制度 -55第三节 加强监督检查 -55第四节 建立安全隐患处理应急救援机制 -55第五节 加强日常管理，注重隐患跟踪，全力消除隐患- 56第六章 预期效果 -56附录：1、红果镇打牛厂煤矿采矿许可证；2、红果镇打牛厂煤矿瓦斯等级鉴定报告；3、红果镇打牛厂煤矿煤尘爆炸性鉴定报告；5、红果镇打牛厂煤矿煤煤层自燃倾向性鉴定报告； 前 言一、瓦斯治理原因1. 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，根据煤矿安全规程及防治煤与瓦斯突出规定要求，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“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针和以人为本的思想，严格贯彻“预测预报、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为15万吨生产矿井， 现在正准备技改，技改后矿井生产能力将达到45万吨/年，本次瓦斯治理按扩建前矿井实际情况考虑，技改完成后，重新按照45万吨制定相应的瓦斯防治方案。矿井生产能力仍为15万吨/年。由于我矿为扩建矿井，在扩建过程中必须处理好生产和扩建的关系，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（2009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. 防治煤与瓦斯突出规定7. 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；（二） 主要技术资料1. 红果镇打牛厂煤矿开采设计方案；2. 红果镇打牛厂煤矿安全专篇；3. 红果镇打牛厂煤矿资源储量核实报告；4. 红果镇打牛厂煤矿采掘工程平面图、通风系统图。5. 煤矿“四个鉴定报告”（矿井突出危险性鉴定报告、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、交通位置打牛厂煤矿井田位于盘县西部红果镇打牛厂村境内，直距盘县城关镇约50km、红果镇约13km。该矿地理坐标为：东经10425511042648，北纬254613254701。320国道从红果镇经过，红果镇、火铺镇、断江镇至井田内均有公路相连。贵昆铁路盘西支线从井田外围东部经过（井田直距红果火车站7km、沙陀火车站6km），交通方便。见交通位置图1-1-1。二、矿区范围原矿权设置：盘县红果镇打牛厂煤矿煤矿采矿权人为盘县红果镇打牛厂煤矿（欧阳本厚），（证号: 5200000630442），由4个拐点坐标圈定（见表211），开采标高由1800m至1600m。211 矿 区 拐 点 坐 标矿界拐点XYA285305035443692B285264535444260C285181535443450D285222535442925矿区面积（km2）0.7735现矿权设置：盘县红果镇打牛厂煤矿煤矿采矿权人为盘县红果镇打牛厂煤矿（欧阳本厚），由4个拐点坐标圈定（见表212），开采标高由1800m至1400m。表212 矿 区 拐 点 坐 标矿界拐点XYA285303035443670B285240035444500C285157035443690D285222535442925矿区面积（km2）1.1515图2-1-1 新旧矿权设置第二节 开采技术条件一、 水文地质矿区内的主要地层为龙潭组、飞仙关组、第四系。1、地层富水性简述如下:飞仙关组(T1f):岩溶水含水层，出露范围小，位于飞仙关组下部，厚约10m，薄层状灰岩、泥灰岩，富水性弱，涌水量0.01-0.025L/S，属溶蚀裂隙含水层。龙潭组(P3l):基岩裂隙水含水层，厚约237m，砂泥岩夹煤层。含水段由细砂岩、粉砂岩及少许碳酸盐岩组成，其分层厚0.5020m，上、下为泥质岩、煤层相隔，使地下水具承压性。一般泉流量为0.11.0l/s。玄武岩组(P2):玄武岩，厚约345m。出露于打牛厂煤矿矿区外西北部，多呈北东向陡坡。泉点稀少。流量约0.11.0l/s，富水性弱，为含煤地层相对隔水层。第四系松散岩类孔隙水含水层:矿区内覆盖的第四系，为孔隙水含水较弱，有一定的厚度，在矿区分布较广，有一定的蓄水量，对煤矿开采有影响。在地下大面积采空塌陷区形成后，本层的松散岩类孔隙水对下伏基岩裂隙水含水层补给量有所增加，成为矿坑充水间接充水水源。矿井地下水主要接受大气降水的补给。降落在矿区的大气降水，其流量、水质变化均与降水的季节和强度相对应，雨季流量增大，枯季流量减小。井田内各含水层无直接的水力联系，且地下水动态变化显著，周期性较明显，并具滞后现象。综上所述，本区水文地质类型属裂隙充水矿床,水文地质条件中等-复杂。2、老窑积水矿区内老窑和小煤矿分布广泛，且开采历史悠久，矿井范围内煤层露头浅部山已形成大面积采空区，废弃老窑多有积水，甚至与大气降水有水力联系，老窑积水将给矿井开采浅部煤层构成威胁。因此，开采浅部煤层，应预防老窑水涌入。3、矿井充水因素大气降水、矿井直接充水含水层、老窑积水及第四系潜水是矿井浅部开采主要的充水因素，一般沿裂隙渗入井下。裂隙发育地段或滑坡体下矿井充水将有所增加。4、矿井涌水量由于该矿煤层露头浅部存在小煤窑，其开采深度及采空区范围调查不清，其采空区及采空区汇水面积不祥，建议业主对井田内的小煤窑开采范围和积水情况进一步探查，做到“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采，有疑必停”防治水原则。根据2007年8月由贵州省地质矿产勘查开发局一五地质大队提交的储量核实报告，其采用比拟法进行估算未开采区域的矿井涌水量。根据计算结果，矿井大面积开采后最后涌水量为1843-4916m3/d，水文地质条件为中等-复杂程度。二、 瓦斯、煤尘及煤的自然倾向性1. 瓦斯：根据贵州省煤炭管理局黔煤行管字2011246号文，打牛厂煤矿属煤与瓦斯矿井。2. 煤尘爆炸性：根据贵州省煤田地质局实验室和云南省煤炭地质勘察院鉴定报告，井田内煤层均有煤尘爆炸性危险。3. 煤炭自燃倾向性：根据贵州省煤田地质局实验室和云南省煤炭地质勘察院鉴定报告，井田内煤层自燃等级均为三类，即：不易自燃煤层。第二章 井田开拓开采现状第一节矿井开拓开采概况红果镇打牛厂煤矿是整合矿井，本矿为高瓦斯矿井，新增设一条井筒，矿井形成三条井筒，其中回风井为专用回风井。采区增设一条专用回风巷（石门）。井筒功能进行如下调整：将原主平硐改为辅助平硐，作行人运料；原主斜井改造为专用回风斜井。新建皮带斜井，皮带斜井承担矿井煤炭运输。+1665回风石门作一采区专用回风巷。矿井改造利用原有系统进行，矿井开拓系统仍为平硐斜井联合集中开拓。各水平设回风、运输石门揭穿所有煤层。矿井划分一个水平（+1579），两个采区。矿井以一个采区一个炮采工作面生产保证矿井产量。辅助平硐，标高+1705。穿层布置至1#层，随开采进度沿各层布置材料上山至 +1579水平，完成该水平以上各煤层开采时的材料运输。二采区开采时，在平硐内沿17#底板布置材料运输下山至+1440水平，分区段布置材料运输石门完成各阶段的材料运输。二采区开采时，运输系统设运人装置，完成人员运输。改造原主斜井为矿井专用回风斜井。改造原+1665运输石门为一采区专用回风石门。二采区开采时，沿17#底板布置回风下山至+1440水平，分区段布置回风石门完成各区段的回风。沿20-1#底板新掘主井（皮带斜井）至+1579水平，倾角16。在+1579水平布置运输石门完成一采区各煤层开采时的煤炭运输。二采区开采时，沿17#底板反向布置（倾角16）皮带运输下山至+1440水平，分区段布置煤炭运输石门完成各区段的煤炭运输。该矿为单斜构造，井田走向长约为1.2km，倾斜长约为0.6km。开采煤层属于倾斜煤层，矿井开采浓度+1800m+1400m标高，开采垂深为400m。设计该矿划分为一个水平开采全矿，即+1579水平。三、采煤方法全矿煤层平均倾角为36，属倾斜煤层。根据煤层的赋存情况及矿井的开拓方式，设计采用走向长壁后退式采煤法。首采工作面的走向长为520m，采煤工作面的面长75m。第二节 主要生产系统概况一、矿井通风1、通风方式：边界并列式主斜井、平洞暗斜井进风，专用回风井回风，为两进一回。2、通风方法：机械抽出式3、选用FBCDZ6NO15B型防爆对旋式轴流通风机，配用YBFe280S6型275 kW电机。其技术特征：通风机压力H=5372029Pa，风量Q=18603200m3min，功率275 kW，共选用2台，其中1台工作，1台备用。4、掘进通风为压入式局扇通风，局扇型号：YBT27.5型。二、运输系统1、主斜井采用强力胶带运输机运输及绞车运输，运输石门皮带机运输配合刮板机运输。2、采煤工作面顺槽运输方式为皮带运输、刮板运输机运输。3、运输上山运输方法为溜槽自溜。4、掘进工作面运输为刮板机运输和皮带运输机运输。5、平洞采用人工推车，暗斜井采用绞车运输。三、排水系统我矿井底建有主副水仓，水仓安设主水泵、备用泵、检修泵共计3台，两趟排水管路（=8寸）排至地面。四、压风系统 选用SM-490A型空气压缩机2台（1用1备），排气量16m3/min，排气压力0.7Mpa,电机功率90kW,电压380V。压风管沿辅助平硐布置干管，根据最远采区供气距离确定管径，查表干管选用1084mm无逢钢管（一采区为450m）。沿采面上下顺槽和掘进工作面铺设支管，查表选用864mm无逢钢管（一采区为1300m）。支管每隔50m设三通、接阀门减压阀分支管、小阀门、呼吸面罩，形成压风自救系统。五、供电系统打牛厂煤矿供电电源已形成10kV双回路供电，一回引自沙陀变电所，线路为LGJ-509km。另一回引自沙坡变电所，线路为LGJ-5010km。在地面建10kV变电所。1）地面供电10kV电源经主井10kV变电所降压后以380V电压向主井、辅助平硐、地面供电。由主井10kV变电所引2回10kV 线路至风井，线路为LGJ-350.5km，在风井建10kV变电所，10kV电源经变电所降压后以380V电压向主要通风机、瓦斯抽放泵站供电，瓦斯抽放泵站选用1台QBZ-480SF矿用隔爆型双电源双机组合式真空电磁启动器。由主井地面10kV变电所低压柜引2回电源线至压风机房。主井皮带机由地面10kV变电所低压柜供电。2）井下供电从地面10kV变电所高压柜引1回MYJV22325型矿用铠装阻燃电缆；沿副平硐敷设至井下一采区10kV移动变电站，10kV电源经变电站降压后以660V及127V向井下1#材料上山绞车、采掘工作面供电。25型矿用阻燃电缆；沿副平硐敷设至井下一采区向局部通风机供电。从地面主井10kV变电所660V低压柜引2回MY3185型矿用阻燃电缆；沿主井敷设至水泵房向水泵供电。从地面10kV变电所660V低压柜引1回MY325型矿用阻燃电缆，沿主井敷设至1579运输石门向皮带机供电。六、防尘系统在工业场地内建有一座200m3的高位水池，用50mm有缝钢管经风井、回风石门、暗斜井至井下各用水点。井下配有防尘管网、洒水及喷雾装置，及消防栓，隔爆设施齐全。七、通讯系统煤矿已有程控交换机TC432B 一台，KTH11隔爆本安型电话20部。八、监测监控系统本矿井选择煤炭科学研究总院重庆分院生产的KJ90煤矿监测监控系统1套，该系统集监测监控为一体。1、回采工作面传感器的配置在2113回采工作面上隅角安设低浓度瓦斯传感器，报警浓度1.0，断电浓度1.5，复电浓度1.0，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。2113回采工作面在距工作面10m的2113回风巷中安设低浓度瓦斯传感器，报警浓度1.0，断电浓度为1.5，复电浓度1.0，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。在2113回采工作面回风巷中部安设高浓度瓦斯传感器，报警浓度1.0，断电浓度1.0，复电浓度1.0，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。在2113回采工作面回风流中距回风石门1015m处安设高浓度瓦斯传感器，报警浓度1.0，断电浓度1.5，复电浓度1.0，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。2113运输巷皮带机安设设备开停传感器，皮带机滚筒下风侧1015m处安设烟雾、一氧化碳传感器，一氧化碳报警浓度为0.0024CO。在2113回采工作面及煤流转载点安设粉尘监测装置。2、掘进工作面传感器的配置2136运输巷、2136回风巷掘进工作面均安设瓦斯传感器、局部通风机安设开停传感器；掘进工作面回风流中安设瓦斯传感器。掘进工作面在距工作面5m处安设低浓度瓦斯传感器，其报警浓度1.0，断电浓度1.5，复电浓度1.0，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。掘进工作面回风流中在距工作面回风口1015m处安设高浓度瓦斯传感器，其报警浓度1.0，断电浓度1.0，复电浓度1.0，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。在掘进工作面安设粉尘监测装置。局部通风机安设设备开停传感器。3、回风斜井传感器的配置1) 在回风斜井安设低浓度瓦斯传感器，报警浓度0.7。在回风斜井测风站安设风速传感器，风速传感器应安设在巷道前后10m内无分支风流，无拐弯，断面无变化，能准确计算测风断面的地点。2) 在回风斜井安设一氧化碳传感器，报警浓度为0.0027CO。3) 在主要通风机引风道安设负压、风速传感器。4) 在风门处安设风门开闭传感器。5) 主要通风机（含备用通风机）安设设备开停传感器。4、瓦斯抽放泵站传感器的配置1) 在房子顶部300mm处安设低浓度瓦斯传感器，报警浓度0.5。2) 在房子内安设低浓度瓦斯传感器，报警浓度0.5。3) 抽放泵（含备用泵）安设设备开停传感器。4) 在抽放泵输入管路中安设管道负压传感器、管道温度传感器、管道流量传感器、管道瓦斯传感器，报警浓度25。5、其他地点传感器的配置主斜井、1579运输石门皮带机安设设备开停传感器，皮带机滚筒下风侧1015m处安设烟雾、一氧化碳传感器，一氧化碳报警浓度为0.0024CO。井下水泵房水泵安设开停传感器，水仓安设液位传感器。在矿用防爆特殊型蓄电池机车内安设便车载式甲烷断电仪，其报警浓度0.5，断电浓度0.5，复电浓度0.5，断机车电源。在被控断电开关的负荷侧安设馈电传感器。在空压机（含备用）安设设备开根据矿井各监测地点及监控内容，确定矿井所需的传感器种类和数量。同时根据各传感器在运行期间的故障，考虑一定的备用量，打牛厂矿传感器装备量、备用量、装备总量详见表361。表361 打牛厂矿井上、下各类传感器装备量序号传感器名称型号及规格单位装备量备用量装备总量1低浓度瓦斯传感器KG9701台73102高浓度瓦斯传感器KG9001B台4263风速传感器KGF15台2134负压传感器KG9501台1125一氧化碳传感器KG9201台4266烟雾传感器KG8005A台6287液位传感器KGU9901台2138粉尘监测装置台4268粉尘监测装置台4269设备开停传感器KTC90台2583310风门开闭传感器KG921台1031311车载式甲烷断电仪台21312馈电传感器KJ90配套台31413管道瓦斯传感器KJ90配套台1114管道负压传感器KJ90配套台1115管道温度传感器KJ90配套台1116管道流量传感器KJ90配套台11合 计74271016、监测监控系统主要设备型号及数量1）地面检测监控室KJ90安全生产监测监控系统由路由器（与上级联网）、WEB服务器2台、网络终端机2台、监控主机2台、传输交换机、KBX型避雷器组成。配1台UPS不停电电源（3kW）及1台打印机。2）井上下分站及人员定位管理系统本矿井选择KDF-2大型分站3台（2用1备）；KDF-3中型分站7台（5用2备）。KDF-2、KDF-3大、中型分站是KJ90型煤矿综合监控系统的关键配套设备，主要实现对各类传感器的数据采集、实时处理、存储、显示、控制以及与地面监控中心的数据通信。具有红外遥控初始化设置功能。可独立使用，实现瓦斯断电仪和瓦斯风电闭锁装置的全部功能。容量：KDF-2是16个输入端口，8个控制输出（模拟量和开关量可任意互换）；KDF-3是8个输入端口，4个控制输出（模拟量和开关量可任意互换）。选择人员定位分站2台（1用1备）；动态目标管理器8台（6用2备），实现井下人员定位跟踪管理。6、传输设备及器材选型传输设备为与KJ90配套的设备，本矿井选2台（1用1备）地面型交换机；6台（4用2备）井下防爆型交换机。选用井筒电缆：PUYV391型四芯钢丝铠装电缆1800m，传感器电缆：PUYVR14矿用阻燃型电缆5500m。8粉尘监测装置台4269设备开停传感器KTC90台2583310风门开闭传感器KG921台1031311车载式甲烷断电仪台21312馈电传感器KJ90配套台31413管道瓦斯传感器KJ90配套台1114管道负压传感器KJ90配套台1115管道温度传感器KJ90配套台1116管道流量传感器KJ90配套台11合 计7427101九、瓦斯抽放系统本矿为高瓦斯矿井，为防止瓦斯事故，必须采取瓦斯抽放措施，有效减少生产过程中的瓦斯涌出量，制定防突措施，保证安全生产。本矿在地面风井井口50m处建瓦斯抽放泵站。瓦斯管路干管沿风井敷设至采掘工作面出口处。支管沿工作面回风顺槽、掘进工作面敷设。一）瓦斯抽放系统1、抽放系统及抽放方法本矿采用高负压集中抽放系统，在掘进工作面、回风顺槽设置钻场，抽放方法为本煤层抽放；2、抽放系统（1）低负压抽放系统低负压瓦斯抽放泵为2BEA-253型水环真空泵两台（一台工作、一台备用），最大抽气量30.0m3/min，极限压力3.3Kpa，电机功率为55Kw。主管路为8寸钢管，支管为6寸钢管，低负压系统专用于采煤工作面上隅角埋管抽放，解决了采面上隅角瓦斯超限的问题，目前我矿在2133回采工作面采用上隅角埋管抽放，取得了很好的效果。（2）高负压抽放系统高负压抽放系统抽放泵为2BEC-420型水环真空泵两台（一台工作、一台备用），最大抽气量160m3/min，极限压力16Kpa，电机功率为220Kw。主管路为12寸钢管，支管为8寸钢管，高负压系统专用于本煤层抽放。在掘进工作面每隔20米设置钻场，在钻场内布置抽放孔进行抽放本煤层瓦期。在回采工作面回风顺槽和运输顺槽内布置沿煤层施工的瓦斯抽放钻孔，抽放本煤层瓦斯。目前我矿在2113回风巷和2113运输采用了沿煤层施工的瓦斯抽放钻孔的方法，目前该工作面已经消突，取得了很好的抽放效果。二）钻场布置1)回采工作面钻场布置瓦斯抽放钻孔施工长度确定为6065m，钻孔间距1m一个。布置如图4-2-1所示。图3-5-1 回采工作面瓦斯抽放钻孔布置图2）掘进工作面钻场布置掘进工作面的抽放类型为边掘边抽，即由掘进巷道两侧每隔一定距离掘一钻场，向掘进方向打钻孔抽放。钻场间距为20m，瓦斯抽放孔的施工长度为4560m 。瓦斯抽放孔采用膨胀水泥封孔，封孔深度为79m 。详见图4-2-2图3-5-2 掘进工作面钻场布置图第三节 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一） 矿井通风方式为中央边界式通风，风流从主斜井和平洞暗斜井进入，在1579水平石门运输巷交汇，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。二） 主要存在的问题：1. 矿井采掘布局不合理，通风系统复杂，可靠性差，采掘工作面通风系统紊乱，回风巷局部地方断面小，巷道掘进在布置专用回风巷期间存在串联通风。2. 为治理矿井瓦斯，必须编制矿井通风系统改造设计，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初步设计按高瓦斯矿井设计，煤有煤尘爆炸危险性，井下局部防尘系统不到位、喷雾装置配置不够，隔爆设施管理不到位，经常有损坏和加水不及时等。三、 防灭火系统现状及存在的主要问题1. 我矿所有煤层经鉴定均无自燃倾向性，矿井火灾防治主要以外因火灾为主。2. 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，有的存在失效过期的情况。四、 瓦斯抽放系统现状及存在的主要问题1. 我矿装有高低负压抽放泵各一套，现在抽放主要以低负压抽放回采工作面上隅角为主；由于我矿现在开采1#煤层，煤层瓦斯压力均小于0.74Mpa，绝对瓦斯涌出量小于8m3/t，开采过程中瓦斯相对涌出量以不大，用风排瓦斯完全可以解决，以未出现动力现象和其它突出预兆，所以高负压抽放并未完全投入使用。2. 打钻人员配备不足，高负压抽放管路有时候未及时安装到位，放水器有时未设置或设置位置不合理。第四节 其它相关系统存在的主要问题井下通讯、压风、防尘供水系统（简称“三条线”）。我矿已编制设计，并全面实施，但管理和维护经常出现不到位的情况。一、固定通讯1. 矿井矿内本安型程控电话数量不够，而该系统不能满足矿井安全生产通信需要，地面管理部门多处无电话，井下有些工作面电话也配置不够，地面办公区只有调度监控室有电话，矿井人员同地面联系只有调度室通过移动电话联系。2. 矿长等人在外不能直接了解井下某一工作面的情况，不利紧急情况的及时指挥。三、 压风系统煤矿安装了排风量为10.5m3/min压风机两台，型号为SRC-75SA。各采掘工作面压风管路全部铺设到位。压风系统存在的问题：局部作业地点未按照要求安装压风自救装置。四、 供电系统我矿已有双回路，电源一趟来自沙陀变电站10kV架空线路,长9km，线型为LGJ50，T接；另一趟电源引沙坡变电站10kV架空线路,长10km，线型为LGJ10，T接。存在的问题：由于矿井规模不断扩大，机械化程度不断提高，机电设备使用相应增多，供电负荷日趋紧张，机电设备上架挂牌管理较差，供电系统管理不到位，经常出现停电现象。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。我矿扩建初步设计按高瓦斯矿井设计，矿井作了瓦斯等级鉴定，在1579以上水平煤层无突出危险性，打牛厂煤矿自建矿以来未发生过煤与瓦斯突出现象，但与该矿同位于盘关向斜的月亮田矿、老屋基矿皆为突出矿井，老屋基矿在开采12#、17#煤层的过程中，曾发生过煤与瓦斯突出现象，而且在老屋基矿的生产实践中，12#、17#、20-1#、24#煤层瓦斯含量也相对较大，因此，矿井在12#、17#、20-1#、24#煤层及其它未解放的煤层中进行采掘作业时，要求按突出煤层进行管理。各生产系统和安全系统不完善，安全资金投入不足，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、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：严格合理的开采顺序，以开采保护层作为区域防突措施为重点，局部防突措施为补充，搞好防突之治理为基础，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、采掘部署合理1、采区水平布置严格按照开采设计方案要求进行开拓布置。在不同煤组之间进行开采时，必须先掘进专用回风巷。2、煤层开采顺序采区内各煤层开采顺序为按煤组自上而下进行，即先采上层，后采下层。采区内先采上区段，后采下区段。3、采煤方法全矿煤层平均倾角为36，属倾斜煤层。根据煤层的赋存情况及矿井的开拓方式，设计采用走向长壁后退式采煤法。全部陷落法管理顶板。4、回采工艺1）工作面采用放炮落煤，人工攉煤，工作面采用刮板运输机运煤，运输顺槽采用刮板输送机及皮带运输及运煤。外注液式单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板，棘轮回柱器回柱放顶。2）支柱选型依据采煤方法：走向长壁后退式采煤法。采煤工艺：炮采。每个回采工作面长度：60m。回采工作面采高：2.2m。顶板管理方式：全部垮落法。支柱类型：外注液式单体液压支柱。5、采区生产系统1）运煤系统2113工作面的煤（刮板机）2113作面运输机巷（经刮板输送机及皮带运输机）井底运输石门（皮带运输机）主斜井（强力胶带运输机）地面。2） 排矸系统2136回风巷作面的矸石矿车运输2136运输回风石门+暗斜井（绞车提升）主平硐（机车运输）地面排矸场。2136运输巷工作面矸石矿车运输井底运输回风石门主斜井（机轨合一绞车提升）地面排矸场。3.通风系统（1）2113工作面通风系统副斜井、主斜井1579运输石门2113运输巷2113工作面2133回风巷南翼专用回风上山回风井引风道地面。（2）2136运输巷工作面通风系统副斜井、主斜井1579运输石门2136运输巷3136回风联络上山2136回风石门回风斜井引风道地面。副斜井2136回风石门2136回风巷回风斜井引风道地面。二、 通风可靠1、矿井通风现状我矿为15万吨生产矿井，矿井按照设计要求施工，现在已形成主斜井、平硐暗斜井进风，专用回风斜井回风的完整独立的通风系统，并于2009年通过安全生产验收，通风系统合理、可靠，但我矿煤层赋存较多，部分掘进工作面开掘前都必须先掘进专用回风上山，掘进专用回风上山期间往往会形成一定的串联通风，必须严格按照采掘工作面串联通风措施执行。2、通风方式及通风系统矿井通风方式为边界并列式通风，主扇风机为抽出式通风。矿井主要通风线路为：平洞暗斜井、主斜井1579运输石门南翼运输石门2113运输巷2133回采工作面2133回风巷南翼专用回风上山总回风井引风道地面。（详见通风系统示意图）。3、通风设施（一）井下通风设施布置1、主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷及风井安全出口，必须按设计安设两道连锁的正向风门和两道反向风门。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。（二）确保风流稳定1、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，确保风流稳定。2、及时清除巷道的杂物和障碍，变形处及时维修，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。3、掘进通风及硐室通风掘进工作面、绞车硐室均为独立通风。三、 风量计算及分配1、 矿井需风量计算井下同时工作的最多人数计算4NK=41001.2=480m3/min=8m3/sQ矿井总供风量。m3/min 4每人每分钟供风标准，m3/minK矿井通风系数，取1.22、按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算（采掘硐它）KQ采采煤工作面实际需风量总和，m3/min掘掘进工作碳实际需风量总和，m3/min硐独立通风硐室实际需风量总和，m3/min它除采掘硐室外的其它需风量总和，m3/min采煤工作面需量计算A、按瓦斯（CO2）涌出量计算采=100q采c=1002.731.5=410m3/min=6.8m3/sQ采采煤工作面需要风量，m3/minq采回采工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；回采工作面平均瓦斯（CO2）涌出量为:q采67246070%70%=2.73m3/min其中：矿井相对瓦斯涌出量为17.67m3/min；回采工作面涌出量按70%计；瓦斯抽放率按30%计；c工作面瓦斯涌出的不均匀系数，取c=1.5Q（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K漏式中：Q矿井所需风量总和，m3min；Q采回采工作面需风量之和，m3min；Q掘掘进工作面需风量之和，m3min；Q硐硐室所需风量，m3min；Q它其它用风量地点所需风量之和，m3min。K漏漏风系数，取1.2。B、按工作面温度计算采=60VcScKi采=6017.770.9=419.58m3/min=6.99m3/sVc回采工作面适宜风速，m/s，取1m/sSc回采工作面平均有效断面，m2；Sc=7.77m2；Ki工作面长度系数，取Ki =0.9C、按炸药使用量计算采（cb）/（tc）Ac采煤工作面一次最大使用炸药量，kg，按16kg计；b每公斤炸药爆炸后生成的当量CO的量，按国家标准取b=0.1m3/kgt通风时间，一般取2030min爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取C0.02%将各参数取值代入上式后简化为采25c=2516=400m3/min=6.67m3/sD、按工作面人员数量计算采=4c=430=120m3/min=2m3/s4每人每分钟应供给的最低风量，m3/minc采煤工作面同时工作的最多人数，取工作面同时工作的最多人员数为30人E、按风速验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。即回采工作面风量应满足：15ScQ采240ScSc回采工作面平均有效断面，mQ采15Sc=155.4=81m3/min=1.35m3/sQ采240Sc=2405.4=1296m3/min=21.6m3/s以上计算取最大值：Q采=maxQ采=6.99 m3/s掘进工作面风量计算：A、按瓦斯涌出量计算。 掘100q掘kd=1001.171.8=211m3/min=3.5m3/sQ掘掘进工作面实际需风量，m3/minq掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；q掘67246030%70%=1.17m3/min其中：相对瓦斯涌出量为17.67m3/min；掘进工作面瓦斯涌出量按30%计；瓦斯抽放率按30%计；kd掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。取kd=1.8B、按炸药使用量计算。Q掘掘进工作面实际需风量，m3/minAj掘进面一次爆破所用的最大炸药当量，kg，按8kg计；b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b=0.1m3/kgt通风时间，一般不少于20minc爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.02%将各参数取值代入上式后，简化为；掘25j=258=200m3/min=3.33m3/sC、按局部通风机吸风量计算掘fIkf=411.34=5.36m3/sQf掘进面局部通风机额定风量，m3/min;选用YBT-11型局部通风机，Qf=240m3/min=4m3/sI掘进面同时运转的局部通风机台数，台;I=1台；Kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.34D、按工作人员数量计算。掘4nj=420=80m3/min=1.34m3/sNj掘进工作面同时工作的最多人数，E、按风速进行验算按煤矿安全规程规定煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：15SjQ掘240SjSj掘进工作面巷道过风断面，m2Q掘240Sj=2405.4=1296m3/min=21.6m3/sQ掘15Sj=155.4=81m3/min=1.35m3/s以上计算取最大值：Q掘=maxQ掘=5.36m3/s硐室需风量Q硐=1 m3/s其中：绞车硐室配风量为1 m3/s;其它巷道本矿无其他巷道需风。矿井总风量Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q其他）K矿=（6.99+5.362+1）1.2=22.4（m3/s） 根据以上计算。取矿井需风量为23m3/s，对矿井需风量根据通风系统体重新分配见下表2-5-1。表2-6-1 风量重新分配表 供风地点需风量（m3/s）重新分配量（m3/s）备注回采工作面6.999掘进工作面10.7213每个掘进面为6.5m3/s绞车硐室11合计23（二）负压计算根据上述各用风点风量分配、采区服务范围及巷道断面、长度、周长、支护方式和阻力系数进行计算该矿井在容易及困难时期的负压。h摩RQ2=aLPQ2/S3式中：h摩摩擦阻力，Pa；a摩擦阻力系数，Ns2/m4；L井巷长度，m；P井巷净断面周长，m；Q通过井巷的风量，m3/s；S井巷净断面面积，m2；R井巷摩擦阻力，Ns2/m8；通过计算：得到矿井在开采上山采区与下山采区期间通风容易与困难时期通风阻力值如下：H易362pa，H难530pa详见表2-6-2；表2-6-3。（三）等积孔计算及通风难易程度评价矿井等积孔计算公式：A=1.189Q/h0.5式中：A矿井等积孔，m2：Q矿井总风量，m3/s。计算：A易=1.18923/3620.5=1.43m2A难=1.18923/5290.5=1.18m2经计算：矿井在通风容易时期的等积为1.431，为中阻力矿井。矿井在通风困难时期的等积孔为1.181，为中阻力矿井。（四）通风设施1、通风设施为保证各采、掘工作面、硐室的风量并使风流按规定流动，在风流流动的路线中设置有风门、调节风门等通风构筑物。为防止爆炸性气体冲