煤矿瓦斯综合治理方案措施

1、大溪沟煤矿瓦斯综合治理方案措施目录前言 3一、瓦斯治理原因3二、指导思想 3三、瓦斯治理基本目标4四、瓦斯治理基本原则4五、瓦斯治理目标5六、瓦斯治理范围及治理重点5七、瓦斯治理主要依据6第一章矿区概述7第一节概述 7一、企业发展概况7二、矿井进三年安全情况概述7三、交通位置 8四、矿区范围 8第二节开采技术条件8一、水文地质情况概况8二、可采煤层及储量8三、煤层三性鉴定情况17第二章矿井开拓开采现状18第一节矿井开拓开采概况18一、开拓开采布置18二、采煤方法 18三、采煤工艺 19第二节主要生产系统概况19一、矿井通风 19二、运输系统 19三、排水系统 20四、供电系统 20五、防尘系统

2、 21六、通讯系统 22七、监测监控系统22八、瓦斯抽放系统23第三节矿井 “一通三防 ”存在的主要问题24一、通风系统现状及存在的主要问题24二、防尘供水系统现状及存在的主要问题24三、防灭火系统现状及存在的主要问题24四、瓦斯抽放系统现状及存在的主要问题25第四节其它相关系统存在的主要问题25一、固定通讯 25二、压风系统 26三、供电系统 26第三章瓦斯治理的必要性和可行性27第一节瓦斯治理的必要性27第二节瓦斯治理可行性27第三节瓦斯治理的主要内容28第四章瓦斯治理方案29第一节通风系统治理方案29一、采掘部署合理29二、通风可靠 30三、通风设施及降低风阻、防止漏风的措施 31 第二

3、节防尘供水系统治理方案 32 第三节防灭火系统治理方案 33第四节瓦斯抽放治理方案34一、瓦斯抽采目的34二、抽采瓦斯方法35第五节其它安全技术措施47一、安全监控监测方面的措施47二、矿井通风管理措施47三、排放瓦斯措施49第六节其它相关系统治理方案51一、通讯系统主要治理方案51二、压风系统治理 换行 主要方案 52三、供电系统治理方案52四、防尘 (消防 )系统主要治理方案53五、监测监控系统主要治理方案53第五章瓦斯治理保障措施 55第一节建立瓦斯防治管理机构55第二节机构成员瓦斯治理责任制56一、法人瓦斯治理责任制 56二、矿长瓦斯治理责任制 57三、技术负责人瓦斯治理责任制58四、

4、安全副矿长瓦斯治理责任制59五、生产副矿长瓦斯治理责任制60六、机电副矿长瓦斯治理责任制60七、通风技术员瓦斯治理责任制61八、测量技术员瓦斯治理责任制62九、监控员瓦斯治理责任制62十、防尘工瓦斯治理责任制63十一、瓦斯检查员瓦斯治理责任制63十二、主扇司机瓦斯治理责任制63十三、入井检身员瓦斯治理责任制64十四、机电工瓦斯治理责任制64十五、班组长瓦斯治理责任制64第三节建立通风管理机构 65一、通风管理机构人员设置 65二、通风组安全生产责任 65第四节建立监测监控管理机构66一、监测监控管理机构人员设置66二、监测监控管理机构安全生产责任67第五节建立地质测量管理机构67一、地质测量管

5、理机构人员设置67一、地质测量管理机构安全生产责任68第六节建立瓦斯抽采管理机构69一、瓦斯抽采管理机构人员设置69二、瓦斯抽采管理机构安全生产责任69第七节加强监督检查 70一、设立专职安全管理机构 70第八节建立安全隐患处理应急救援机制71第九节加强日常管理，注重隐患跟踪，全力消除隐患71第六章预期效果72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 换行 事故的发生，确保煤矿安全生产，根据云南煤矿安全监察局、云南省煤炭工业局关于印发云南省高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井安全技术管理规定

6、(试行 )的通知 (云煤安发【 2008】201 号)等文件要求，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

7、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、瓦斯治理基本目标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(一)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

8、方针，坚持标本兼治，重在治本的原则。(二)合理生产布局，确保抽、掘、采关系平衡。换行 (三)瓦斯治理能力大于生产能力。(四)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。(五)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。(六)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。(七)严格管理 (管理到位 )，完善制度、落实责任、认真执行、严格监督。(八)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(一)防范一般瓦斯事故、杜绝较大瓦斯事故与重大瓦斯事故;防范采

9、、掘工作面瓦斯超限;(二)建立完善的瓦斯防治系统，最大限度地消除瓦斯危害;(三)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生产能力为 4 万吨 / 年。生产过程中必须处理掘进和采煤之间的关系，特别是做好通风系统管理工作，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 (2011 年版 );2、煤矿井工开采通风技术条件(A

10、Q1028-2006);3、矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006);4、煤矿井下粉尘综合防治技术规范(AQ1020-2006);5、煤矿瓦斯抽采标准(AQ1027-2006)及瓦斯抽采指标(AQ1026-2006);6、云南省 换行 煤矿安全监察局、云南省煤炭工业局关于印发云南省高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井安全技术管理规定(试行 )的通知 (云煤安发【 2008】201 号;7、云南煤矿安全监察局、云南省煤炭工业局关于印发云南省小煤矿安全生产技术管理规定(暂行 )的通知 (云煤安发【 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【

11、 2009】2 号;9、云南省人民政府关于加强瓦斯治理的实施意见 (云政发【2008】230 号);(二)主要技术资料1、大溪沟煤矿改扩建初步设计。2、大溪沟煤矿改扩建初步设计安全专篇说明书。3、大溪沟煤矿资源储量核实报告。4、大溪沟煤矿资源开发利用方案说明书。5、大溪沟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、企业发展概况大溪沟煤矿始建于1988 年 9 月，矿井前身为独木6 号井，原属集体煤矿，设计生产能力6 万吨 / 年。开采水平达1860 米。现 C8、C9 已采空。 1998 改制

12、为私营煤矿， 2010 年补建人行井一个，设计生产能力为 6 万吨/年。二、矿井进三年安全情况概述矿井 2009年至今安全生产情况良好， 未发生过安全生产事故。 2009 至今重大事故 0 起、死亡事故 0 起、重伤事故 0 起，轻伤事故 0 起。三、交通位置大溪沟煤矿位于曲靖市麒麟区东南138°方向。距曲靖主城区约82Km，距东山镇 25Km，距石恩公路 8Km 交通十分便利。地理坐标：东经104°，北纬 25°。四、矿区范围矿区范围为一不规则多边形，由6 个拐点坐标圈定，矿区走向长宽 880m，倾斜长 900m，井田面积约 0.5459Km2，开采深度 +20

13、29m 至+1920m，其拐点坐标见表见表1-1。大溪沟煤矿矿区范围拐点坐标表第二节开采技术条件一、水文地质情况概况矿区位于恩洪煤矿区井田范围内，外围附近最高山顶海拔2206.00 米，最低点位于矿区西南部的马场河，海拔1993.75 米，相对高差 212.25 米。山脉走向与主体构造线基本一致， 矿区总体东北部高，西南部低，属低中山地貌。矿区内沟谷发育，有利于地表水及地下水的排泄。本区属北亚热带高原气候， 最高气温 34.9，最低气温 -6，平均日照时间占全年日照时间的37%左右，每年 5-9 月份为雨季，年平均降雨量 1169mm。二、矿区水文地质条件大溪沟煤矿矿权范围内属低中山地貌，地形

14、为北高南低，最高海拔标高 2120.00 米，最低海拔标高2021.83 米，相对高差98.17 米。区内沟谷发育，有利于地表水及地下水的排泄。(一)地表水体矿区内地表水系不发育， 仅在矿区南缘发育一条近东西走向冲沟，属季节性水沟，枯水季节断流，雨季最大洪水流量139.84 升/ 秒，地表水均流入矿区西南端的独木水库中，独木水库现仅保持死库容。丰水季节矿区南端的冲沟有一定水流量，当巷道经过大面积回采区时，地表水体可能沿冒落裂隙带渗入矿井，产生漏水现象，生产时应加强防范措施。(二)含、隔水层的划分根据恩洪矿区井田精查报告中成果资料及对矿区含、隔水层的划分情况，将核实区内地层含、 隔水层的特征由下

15、至上简述如下：1、二叠系上统峨嵋山玄武岩组(P2)极弱裂隙含水带核实区内地表未出露，岩性为玄武岩、凝灰岩，岩石坚硬，节理裂隙发育，钻孔岩心中节理裂隙充填较好，含水裂隙较少。根据钻孔抽水试验结果，单位涌水量分别为0.00083 和 0.00212 升/ 秒·换行 ;米，渗透系数分别为0.0018 和 0.0124 米/ 日，静水位标高分别为2030.05和 2012.89 米，平均为 2021.47 米，平均水压高为 99.93 米。玄武岩与煤系地层之间有铝土岩相隔，故对矿坑充水无显著影响。但当铝土岩厚度小于 1.60 米，玄武岩水头压力为100 米时，则对开采 24 煤层的矿坑底板有

16、一定影响。2、二叠系上统宣威组铝土岩隔水带铝土岩致密无裂隙，隔水性极好。其隔水性与铝土岩的厚度有密切关系，厚度大则隔水性好，反之则差，矿区范围内铝土岩厚度为1.602.05 米，具较好的隔水效果。、3、二叠系上统宣威组下部(铝土岩顶至C16 煤层底 )砂、砾岩弱裂隙含水带。地表水出露，据钻孔资料统计结果，地层平均厚73 米，其中含水岩层平均厚 45.30 米，岩性以砂、砾岩为主，含煤1222 层。据钻孔抽水试验结果，单位涌水量仅 0.0001675 升/ 秒·米，渗透系数为 0.00081米/ 日，水位标高 1974.932018.45 米，平均 1993.38 米。从抽水结果表明，

17、该带含水弱，此含水带是矿坑充水的主要来源之一。4、二叠系上统宣威组C16煤层及其顶底板粘土岩层隔水带C16 煤层及其顶底板粘土岩层位稳定，厚度大，隔水性极为良好。由于 C16C14 煤层间岩性和间距变化较大，富水性变化也很大，致使此隔水层的局部地段上延至C14煤层，厚度变化在 5.1031.33 米之间，一般厚 10 米左右，平均 14.05 米。5、二叠系上统宣威组 (C16煤层顶至 C2 煤层底 )砂岩、粉砂岩裂隙含水带此带地层总厚平均138 米，其中含水层厚91 米，岩性以薄至中厚层状砂岩、粉砂岩为主，含煤 1939 层。砂岩裂隙较发育，地表裂隙率 1.41%，泉水出露较多，且多沿煤层顶

18、板溢出， 流量在 0.00360.0908升/ 秒之间，平均仅 00.0319 升/ 秒。据钻孔抽水试验结果，单位涌水量为 0.02445 升/ 秒·米，渗透系数 0.020 米/ 日，水位标高 2010.132064.79米，平均 2038.40 米。此含水带中， C3C8 煤层这一段的砂岩厚度较大，含水较强，是此含水带的主要含水层，但严格的说来，在此带中的每一个煤层及顶底板粘土岩都是一个隔水薄层，尤以C9、C11 煤层及其顶底板粘土岩厚度较大，且稳定，隔水性好，是此带中的主要隔水屋，故此含水带是一个由若干个含隔水薄层相间组成的结构相当复杂的含水带。由于具工业价值的主要煤层都赋存于

19、此带及其下部，含水又较强，是矿坑充水的最主要来源。6、二叠系上统宣威组 C1C2煤层及其顶底板岩层隔水带该带岩性由泥质粉砂岩、 粘土岩及薄层状粉砂岩组成， 平均厚 5.80米，最大厚度13.41 米。岩石裂隙极不发育，该带地表未见泉点出露，泉水多沿其顶界溢出，显示其隔水性良好。7、三叠系下统卡以头组及宣威组顶部含水带该带地层厚 100120 米，地表岩石裂隙发育，泉点出露稍多，干季流量 0.0025-0.374 升/ 秒，平均 0.0373 升/ 秒。钻孔抽水试验结果：单位涌水量为 0.01640.00389 升/ 秒·米，渗透系数为0.01410.00237米/ 日，水位标高在20

20、05.212102.55 米之间，平均 2054.94 米。由上述资料说明，该带含水较强，与下覆之宣威组含水带间虽有12 煤层及其顶底板粘土岩隔水带相隔离，但在开采上部煤层，尤其是 C1、C3 煤层时，则此含水带可能与下伏宣威组含水带勾通，将是矿坑充水的来源之一。8、第四系含水带属孔隙、裂隙弱含水带。厚度 010 米，含水不均匀，泉水流量0.0150.20 升/ 秒，与下伏含水带有密切的水力联系。核实区北西角有小范围的滑坡分布，属此含水带，对矿井充水有一定的影响。(三)滑坡体的富水性大溪沟煤矿北西角分布一个滑坡，在矿区内南北长200 米，东西宽 60120 米，面积约 0.05km2。滑坡深度

21、 510 米，滑坡体内岩石较破碎，透水性好。滑坡体与下伏三叠系卡以头组含水带有水力联系，枯水季节滑坡体内岩石显示干燥，雨季有极少量水渗出。滑坡体特征：滑坡体在剖面上为铁饼状或不规则形状，地形为斜坡状，属重力滑塌型滑坡。该滑坡体位于斜坡上，滑坡体工程地质条件差，建井采煤时，应避开滑坡，以免造成不必要的损失。(四)断层的导水性和富水性大溪沟煤矿矿界内发育F3、F4、F24、F26 断层，断层破碎带宽度一般小于 5 米，F3 断层局部 5-10 米，均属正断层性质，破碎带主要成分为粉砂岩、泥岩、煤粉。多呈碎粒状、角砾状，泥质胶结，胶结较好，其富水性、导水性弱于两盘正常地层， 核实区内断层无泉点出露。

22、据钻孔岩心观察，破碎带一般胶结较好，含水裂隙少见。但工程地质条件很差，易垮塌。五、生产矿井水文地质特征核实区生产矿井目前主要有斜井和副斜井， 两井均已贯通联成片，主要开采 C9 煤层，其巷道控制面积为 46902.90 米 2，巷道控制最低标高为 1941.60 米，矿井初见水位为 2008.00 米，矿井涌水量 45 米 3/ 昼夜，雨季 113 米 3/ 昼夜，目前矿井充水因素为旱季仅仅是煤系含水层正常出水量。雨季充水还包括大气降水。雨季为旱季的2.5 倍。六、老窑积水矿区煤炭资源开采历史较长，早期开采混乱，民采基本是滥采，仅在地表浅部进行，从而形成一些老窑、废窑，采深从数十米至几十米，大

23、部分为斜井开采，内积存有数十至数千立方米老窑积水。有些可能与地表溪流水有一定的水力联系。根据以往及本次调查的结果，积水量为 20500 米 3。因老窑突水具有突水突然，水量大，来势猛，且含大量瓦斯、 H2S、CO2等有毒气体，对矿井威胁大，所以，矿井在开采中应特别注意防范老窑积水。七、矿区水文地质类型大溪沟煤矿区地形北高南低，相对高差 98.17 米，区内沟谷发育，地形有利于地下水、地表水的排泄。地层岩性为碎屑岩，含孔隙、裂隙水，其富水性普遍较弱，含水层主要补给源为大气降水渗透补给，地下水迳流至沟谷排泄。构造带的富水性、导水性决定断层性质和破碎带岩石成分，尤其是胶结物和胶结程度， 核实区内分布

24、四条正断层，断层破碎带胶结较好，故其富水性、导水性弱于正常地层。大溪沟矿区范围最低侵蚀基准面为2021.83 米，即该矿权开采煤层多数位于地下水位之下。根据原报告评定：水文地质条件属简单类型。八、充水因素与矿坑涌水量计算 换行 1、矿坑充水因素(1)大气降水是本区的主要充水因素，雨量充沛集中，降水通过风化裂隙带一部分补给含水层，另一部分直接从地表流走。随着大面积开采，造成地面变形，产生地裂缝、塌陷洞等。大气降水将沿塌陷裂缝、裂隙直接涌入坑道。(2)地表溪水。(3)老窑积水。(4)含水带裂隙水，断层水等均可流入和渗入坑道。2、矿井涌水量计算根据核实区水文地质条件及生产矿井水文地质特征，以及矿井充

25、水因素。本次采用比拟法预测未来矿山开采 1840.00 米水平以上的水量。矿权范围内主要开采 C9煤层，计算范围以 C9煤层开采范围进行圈定，面积从储量图中求得。比拟分式如下：式中， Q0：为煤矿巷道总排水量 (干季 )45 米 3/ 昼夜。S0：煤矿初见水位与巷道控制最低标高1941.60之差为66.40 米。S：核实区所有生产矿井及废窑的静止水位平均值与1840.00米之差 168.00 米。a：雨季和枯季排水量变化系数为2.5。F：核实区 1840.00 米水平以上面积519900 米 2，(从储量图中求得 )F0：大溪沟煤矿采掘单煤层巷道控制面积46902.90 米 2。涌水量计算结果

26、评述：目前大溪沟煤矿 C9 煤层巷道开采最低标高为 1941.60 米，开拓面积较大，其 1840.00 米水平以上水文地质条件基本查明， 因此，采用比拟法预测未来矿山开采 1840.00 米水平以上矿山涌水量， 其采用公式较合理，预测的水量可作矿山开采设计提供参考依据。另外本次预测水量没有包括溪沟或老窑积水，所以，矿山开采时应引起注意，加以防范。二、可采煤层及储量矿井可采煤层分别为 C11、C13、C16，一共 3 层。矿井原井田井界部分保有储量为 335 万吨，本矿开采煤层为薄及中厚煤层，扣除煤柱损失和开采损失后，矿井设计可采储量为 262 万吨。三、煤层三性鉴定情况(一)、瓦斯涌出量根据

27、 2011 年 1 月 1 日云南省煤炭工业局对我矿进行的瓦斯等级鉴定结果：矿井最大相对瓦斯涌出量为143.92m3/t ，最大绝对瓦斯涌出量为 12.66m3/min ，最大相对二氧化碳涌出量20.58m3/t ，最大绝对二氧化碳涌出量 1.81m3/min ，矿井鉴定结果为高瓦斯矿井。(二)、煤层自燃倾向性根据云南省煤矿安全计量监测站2009 年8 月21 日对我矿现开采煤层自燃倾向性试验结果，该煤层自燃倾向性为III 类，属于不易自燃煤层。(三)煤尘爆炸性根据江西煤矿矿用安全产品检验中心对我矿现开采煤尘测试结果，我矿现开采煤层煤尘具有爆炸性。第二章矿井开拓开采现状第一节矿井开拓开采概况一

28、、开拓开采布置由于矿区面积小，大溪沟煤矿设计时将整个矿区设计为1 个采区，即 1 采区，故开拓开采系统简单。矿井采用斜井片盘方式开拓，现服务井筒有三个，即主斜井、人行井和回风井。主斜井由 +2029m 处以 216°的方位、-24 °的倾角向下掘进至 +1860m 落平，从 1860 水平开拓运输石门，由溜煤眼与贯通采区运输巷道，担负矿井煤炭运输任务。人行井由 2029m 处以 288°的方位、 -26 °的倾角向下掘进至 +1860m 落平，在落平点与 1860 水平运输石门贯通。回风井由 +2031 处以 291°的方位、-27 °

29、;倾角向下至 +1860 水平落平，在落平点与采区回风巷贯通，联络巷中安设正向和反向风门。采煤工作面和掘进工作面之间安装调节风门，平衡采煤和掘进风量。二、采煤方法矿井采用倾斜长壁式采煤法。三、采煤工艺破煤、落煤采用风镐，人工攉煤，工作面采用刮板运输机运输，支护材料为单体液压支柱配铰接顶梁，采用垮落法处理采空区。第二节主要生产系统概况一、矿井通风(一)通风方式：两翼对角式副斜井和 1860 运输巷为进风巷，专用回风巷回风，为两进一回通风系统。(二)通风方法：机械抽出式1、选用 FBCDZNo14 型轴流式防爆通风机。功率：2×45KMW，风量： 23001600m3/min ，风压：

30、1702000Pa。共选用 2 台，型号一致，其中 1 台工作， 1 台备用。(三)、掘进通风 换行 采用压入式局扇通风，局扇型号：JBT52-2，功率 11KW，风量： 145225，风压： 4902552，数量 6 台。二、运输系统(一)运输路线1、煤炭运输路线工作面 工作面运输顺槽 采区运输巷 采区煤仓 1860 运输石门主斜井 地面。2、矸石、材料运输路线工作面 运输顺槽 1860 运输石门 人行井 地面。(二)运输设备1、主斜井采用轨道运输。绞车JTK1.2 机型号： JTK1.2，功率55kw。2、1860 运输石门采用轨道运输。3、采煤工作面运输顺槽采用刮板运输机运输。刮板运输机

31、型号：SGB280，功率： 22kw，长度： 50m。4、采煤工作面采用刮板运输机运输。 刮板运输机型号： SGB280，功率： 17kw，长度： 70m。5、人行井采用绞车运输。绞车型号：YBT，功率： 11.4kw。三、排水系统(一)1860 主、副水仓1860 主、副水仓布置在主斜井底，担负主斜井排水任务。水仓有效容量 250m3。水泵型号： D46-30×8，扬程：240m，电机功率： 55kw，管路直径： 100mm，数量： 4 台。(二)人行井水仓人行井水仓布置在人行井，担负人行井的排水任务。水泵型号：3B57，流量：扬程：100m，功率：15kw，数量：1 台，管路直径

32、：80mm。四、供电系统(一)双回路供电电源矿井实行双回路供电，一回路电源来自新村变电站，另一回路电源来自马场变电站，电压等级皆为10KV。(二)矿井地面供电系统地面供电变压器一共两台，型号为：S11-310、KS7-125。两台变压器负责地面照明、主扇、绞车、瓦斯抽放泵、空气压缩机、乳化泵供电任务，电压等级 380v。地面共有低压配电柜3 台，型号为：YB2-180-4、JDSB-22D、YB2-225M-4。(三)矿井井下供电系统矿井实行低压下井，配电房设置在主斜井井口50m 处，一共有配电柜 2 台，型号为： S11250、S11160/10，向井下供电，数量：2台。井下局扇实行 “三专

33、 ”供电，采掘、排水为独立供电系统， 互不影响。井下供电等级为660v。五、防尘系统(一)防尘水池防尘水池设置在地面主斜井井口附近60m处，水池标高+2020m，水池容量：110m3。(二)防尘管路敷设防尘管路从人行井井、回风井、人行井分三路向井下敷设，管路型号 400mm，材质为有缝钢管。矿井各主要井筒、运输巷道、回风巷道、掘进点、采煤作业点均敷设防尘管路。材料堆放点、巷道分叉地点全部设置三通阀门，其它地点按照每50m 设置一个三通阀门的规定安装，所有三通阀门上全部配置防尘软管，便于机动防尘。 各装载、转载地点，皮带运输机机头，刮板运输机机头、回风风流会和地点，采煤工作面进回风巷全部安装喷雾

34、水幕，各掘进作业点防尘管路随工作面掘进跟接防尘管路。(三)隔爆设施各工作面进回风巷、工作面与工作面之间的巷道内、掘进工作面后路 6080m 处全部安装有隔爆水棚，防止灾害事故扩大，防尘工作由专人负责，所有设施全部由专人挂牌管理。六、通讯系统矿井暗转有独立的通信联络系统， 电话交换机型号为： HJD-2000/40，电话机型号为： KTH(20部)、HBZ-1A(20部)。地面监控调度室、技术办公室、各工种值班室、各井口、重要设备安装地点，井下各采掘 换行 作业点、主要设备安装地点、水仓、机电硐室、车场、装载点全部安装有隔爆电话。七、监测监控系统矿井 2003 年在全区率先安装了由北京中煤安泰生

35、产 KJ78N瓦斯监控系统，监控系统持续支持运转。矿井设有专门的监控调度室，持证值班人员 4 名，与局监控中心联网运行。监控主机双机备份，安装有不间断电源，防雷设施齐全，与局安全技术中心签订维护管理协议。矿井一共安装有10 台监控分站，在用甲烷传感器20 部、CO传感器 5 部、液位传感器 2 部、温度传感器 7 部、开停传感器 3 部、负压传感器 2 部、风门传感器 3 部、风速传感器部 4、烟雾传感器 3 部、流量传感器 1 部、高低浓度传感器 1 部、模拟量传感器 1 部。传感器调校和系统管理与局技术服务中心长年签订维保协议，由局技术服务中心统一管理。监控室配备不低于两小时的备用电源，各

36、项管理措施齐全，值班人员按照三八制值班管理，各类报表按时打印、审核。对瓦斯超限等情况及时制定相关安全技术措施处理。八、瓦斯抽放系统我矿瓦斯抽放系统始建于 2005 年，抽放泵型号： 2BEA-303-0，电机功率 75kw，数量两台。抽放泵安装在风井 50m 外，按规定设置 “三防”装置。抽放管路型号 210mm，从风井安装，敷设到井下各采掘作业点。主要预抽现开采煤层瓦斯和采空区瓦斯。井下各掘进和采煤作业点均敷设抽放管路，掘进工作面交替作业预抽瓦斯，巷道每掘进 50m 布置一个钻场，向巷帮打眼预抽瓦斯。矿建立专职瓦斯抽放管理机构，设立专职抽采队伍，负责矿井瓦斯抽放工作。第三节矿井 “一通三防

37、”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两翼对角式通风，新鲜风流从主斜井、人行井进入，在 1860 运输巷汇合，经工作面各用风地点进入总回风巷，污风从专用回风井排出井下。主要存在的问题：井巷压力大，通风设施变形严重，通风设施维修量大 ;回风巷局部地段断面狭小，通风阻力大。为治理矿井瓦斯，今后必须加强通风设施管理、及时维修通风设施，降低漏风率，同时加大回风巷道断面改扩力度，保证井巷断面，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现用防尘管路直径 400mm,井下多点同时防尘作业时水量供应紧张，现防尘专职人员数量两人，不能满足特

38、殊状况下的防尘作业。矿需重新更换在用防尘管路，主管路直径不小于 800mm，分管路直径不小于 400mm。同时需再增设一名专职防尘人员，以适应特殊情况下的防尘要求。三、防灭火系统现状及存在的主要问题矿井煤炭自燃倾向性鉴定结果为三类，属不 换行 易自燃煤层，故在矿井内因火灾上不需要做太多工作。由于井下生产的特殊性，易燃材质过多，故需加强矿井外因火灾的预防与管理工作。由于防尘管路和消防管路共用，水量有限，井下木质支护材料又往往集中堆放，故易形成井下外因火灾隐患，加之机电设备和各类缆线多而交错复杂，更加大外因火灾诱发可能。由于矿井历年未产生过外因火灾，人员思想麻痹，各类消防灭火设施设备管理混乱，产生

39、火灾时往往得不到及时有效的控制。四、瓦斯抽放系统现状及存在的主要问题矿井现已安装瓦斯抽放系统，系统保持运转，但由于矿井瓦斯涌出量不大，抽放管路直径小，加之抽采技术条件落后，故瓦斯抽采效果不佳，未能达到预期的瓦斯抽放效果。下一步应该更换瓦斯抽放管路，抽放管路直径不应小于250mm，且学习先进矿井瓦斯抽采经验，提高瓦斯抽放水平。第四节其它相关系统存在的主要问题一、固定通讯(一)矿井地处低洼地带，移动和联通信号未覆盖全部矿区，矿区与外部通信联络受限制 ;(二)井下范围广，随设置了多部电话，但机动性差，我专人在电话地带值守，与井下联系时电话通，但多部分时候无人接听;(三)井下职工素质相对较低，对爱护共

40、用设施方面欠缺积极性，电话在使用中易损坏 ;(四)通信联络系统方面欠缺有效地管理制度约束人的使用、维护、管理行为。二、压风系统(一)空气压缩机无专人值班看守;(二)未在管路最低地点设置放水装置，空气压缩机运行时间长后管路中有积水，影响正常使用。三、供电系统(一)供电系统相关图、 牌、板管理混乱，缺乏行之有效的管理手段;(二)供电产品发展迅速，而矿相关人才技术水平滞后;(三)由于井巷侧压大，巷道爆帮现象严重，供电电缆管理难度大，设备摆放地点变形严重。第三章瓦斯治理的必要性和可行性第一节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

41、识瓦斯治理的重要性和必要性。我矿改扩建初步设计按高瓦斯矿井设计，矿井地质构造复杂，开拓开采不正规，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。第二节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

42、，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机构，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。第三节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

43、用正规采煤方法，进一步完善其它相 换行 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(一)采区水平布置矿井现开采工作面沿煤层伪倾斜方向向北翼布置， 水平为 +1871m; 可采煤量 3.2 万吨，;另外在 +1861m 处布置一个掘进工作面， 接替 1871 水平采煤工作面。(二)煤层开采顺序采区内各煤层开采顺序为自上而下进行， 即先采上层，后采下层。采区内先采上区段，后采下区段。 C16煤层计划在 1.1 年内结束，转入 C11 煤层的开采。(三)采煤方法按照原设计要求和煤层赋存实际条件，煤矿采用倾斜长壁式(后

44、退式)采煤方法。(四)回采工艺工作面采用风镐落煤，人工攉煤，工作面，运输顺槽运输设备为刮板运输机，工作面运输巷采用皮带输送机运输。工作面支护采用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。(五)采区生产系统1、运煤系统工作面 工作面运输顺槽 采区运输巷 采区煤仓 1860 运输石门主斜井 地面。2、矸石、材料运输路线工作面 运输顺槽 1860 运输石门 人行井 地面。3、通风系统(1)1606 工作面通风系统主斜井、人行井 井底车场 1860 运输巷 1860 工作面运输巷 1860 采煤工作面 1860 工作面回风巷 回风上山 总回风巷 引风道地面。二、通风可靠(一)矿井通

45、风现状矿井为独立的通风系统，从主斜井、人行井进风，从专用回风井回风。(二)通风方式及通风系统根据矿井开拓布置方式，矿井采用两翼对角式通风方式通风。矿井主要通风线路为：主斜井、人行井井底车场 1860 运输巷 各工作面用风地点 回风上山 专用回风井 引风道 地面 (详见通风系统示意图 )。(三)通风设施1、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，

46、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。2、确保风流稳定(1)在各 换行 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，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、避险硐室、机电硐室均为独立通风。三、通风设施及降低风阻、防止漏风的措施(一)根据通风需要，安设风门、调节风门;(二)同一井巷内安设两道风门时，必须保证两道门不同时开启，以造成风流短路 ;(三)勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面;(四)严格按设计掘进、支护巷道，以保护巷道断面尺寸;(五)加强对各种通风设施和巷道的日常管理。(六)对相邻巷道的掘进时， 尽量减少放炮震动，同时注意加强支护，防止岩体 (或煤体 )松动或破碎，以有效防止漏风;(七)加强对各通风设施的管理， 对应密闭的地点应采用构