煤矿瓦斯治理方案

贵州鸿熙矿业有限公司纳雍县化作乡焦硐煤矿瓦斯治理方案编制时间：2015年7月16日

TOC\o"1-5"\h\z刖言 1\o"CurrentDocument"一、 瓦斯治理原因 6\o"CurrentDocument"二、 指导思想 6\o"CurrentDocument"三、 瓦斯治理基本要求 7\o"CurrentDocument"四、 瓦斯治理基本原则 7\o"CurrentDocument"五、 瓦斯治理目标 8\o"CurrentDocument"六、 瓦斯治理范围及治理重点 8\o"CurrentDocument"七、 瓦斯治理主要依据（法律、法规、技术资料） 8\o"CurrentDocument"（一） 政策法规 8（二） 主要技术资料 9第一章矿区概述 10第一节概述 10一、 交通位置 10二、 矿区范围 10第二节开采技术条件 12一、 地层 12\o"CurrentDocument"二、 构造 12\o"CurrentDocument"三、 煤层特征 14四、瓦斯、煤尘、煤层自燃及地温、顶底板、煤与瓦斯突出18\o"CurrentDocument"五、水文地质 19\o"CurrentDocument"六、对矿井地质勘探安全条件资料的评价 20第二章矿井开拓开采现状 22\o"CurrentDocument"第一节矿井开拓开采概况 22\o"CurrentDocument"一、 矿井开拓布置 22\o"CurrentDocument"二、 米煤方法 22\o"CurrentDocument"第二节主要生产系统概况 23第三章瓦斯治理的必要性和可靠性 27\o"CurrentDocument"一、 瓦斯治理的必要性 27\o"CurrentDocument"二、 瓦斯治理可行性 28\o"CurrentDocument"三、 瓦斯治理的主要内容 28第四章瓦斯治理方案 29\o"CurrentDocument"第一节合理安排生产布局 29\o"CurrentDocument"第二节通风系统治理方案 30\o"CurrentDocument"一、 通风可靠 30\o"CurrentDocument"二、 确保风流稳定 30\o"CurrentDocument"三、 风量计算及分配 30\o"CurrentDocument"（一） 瓦斯涌出量 30（二） 需风量计算 31\o"CurrentDocument"（三） 矿井负压计算 37\o"CurrentDocument"（四） 等积孔计算 37\o"CurrentDocument"（五） 降低风阻措施 38\o"CurrentDocument"（六） 防止漏风措施 38\o"CurrentDocument"四、 掘进工作面 39\o"CurrentDocument"五、 回采工作面瓦斯涌出的治理 39\o"CurrentDocument"六、 顶板附近瓦斯层状集聚处理 39\o"CurrentDocument"七、 防突措施 40\o"CurrentDocument"第三节安全监测监控治理方案 47\o"CurrentDocument"第四节瓦斯抽放治理方案 54\o"CurrentDocument"一、 瓦斯抽放系统安设情况 54\o"CurrentDocument"二、 穿层钻孔预抽方案及有关参数的确定 55\o"CurrentDocument"三、 采煤工作面瓦斯抽放 56\o"CurrentDocument"四、 掘进工作面瓦斯抽放 56\o"CurrentDocument"第五节其它安全技术措施 59\o"CurrentDocument"一、 供电系统方面的措施 59\o"CurrentDocument"二、 矿井通风管理措施 60\o"CurrentDocument"三、 抽放瓦斯措施 63\o"CurrentDocument"第六节其它相关系统治理方案 64\o"CurrentDocument"一、 通讯系统主要治理方案 64\o"CurrentDocument"二、 压风系统治理主要方案 65\o"CurrentDocument"三、 供电系统治理方案 65\o"CurrentDocument"四、 防尘（消防）系统主要治理方案 66\o"CurrentDocument"五、 防灭火系统主要治理方案 66\o"CurrentDocument"六、 监测监控系统主要治理方案 66第五章瓦斯治理保障措施 67\o"CurrentDocument"第一节建立安全技术管理体系 68\o"CurrentDocument"一、 组织机构 68\o"CurrentDocument"二、 职责与分工 68\o"CurrentDocument"第二节完善各项管理制度 72\o"CurrentDocument"第三节加强监督检查 73\o"CurrentDocument"第四节建立安全隐患处理应急救援机制 74\o"CurrentDocument"第五节加强日常管理，注重隐患跟踪，全力消除隐患 74第六章预期效果 75一、 瓦斯治理原因纳雍县焦硐煤矿属于证照齐全的生产矿井，矿区位于纳雍县城北西方向，属纳雍县化作乡所辖，地理坐标为东经105°15，45〃一105°36'45〃，北纬26°54'45〃—26°55'45〃。面积为3.0572km2。矿区紧临毕节一纳雍一水城211省道，矿区距纳雍县城65km，至毕节市53km，均有公路相通，交通较方便。2014年度纳雍县化作乡焦硐煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为0.78m3/min，属瓦斯矿井。为贯彻落实贵州省人民政府办公厅文件（黔府办发[2010]111号“省人民政府办公厅转发省安全监管局贵州煤监局关于进一步加强煤矿瓦斯综合治理和利用的通知”，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》、《煤矿瓦斯抽放规范》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规定》等要求，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、制定合理、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。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属于证照齐全的瓦斯矿井。我矿一采区M25煤层已基本采空,目前正在回采二采区22502采面、22504采面已经成为接替采面，布置22503运输巷掘进工作面和22503回风巷维修工作面，但在掘进过程中必须加强通风系统的管理，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（法律、法规、技术资料）（一）政策法规1、《煤矿安全规程》；2、 煤矿井工开采通风技术条件(AQ1028-2006)；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、 贵州省人民政府办公厅文件(黔府办发[2010]111号“省人民政府办公厅转发省安全监管局贵州煤监局关于进一步加强煤矿瓦斯综合治理和利用的通知”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(安委办【2009】2号。(二)主要技术资料1、2014年8月矿委托毕节市地方煤矿勘测设计队编制的《二采区开采方案设计(变更)》；2、 纳雍县化作乡焦硐煤矿资源储量核实报告；3、 纳雍县化作乡焦硐煤矿采掘工程平面图、通风系统图；4、 纳煤通〔2015〕14号纳雍县煤炭工业局关于转发毕市工能通【2015】39号文件(毕节市工业和能源委员会《关于对〈关于请求审批2014年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告〉的批复》的通知)；5、 煤尘爆炸性鉴定、煤层自然倾向性鉴定报告。第一章矿区概述第一节概述一、交通位置矿区位于纳雍县城北西方向，属纳雍县化作乡所辖，地理坐标为东经105°15'45〃一105°36'45〃,北纬26°54'45〃—26°55'45〃。面积为3.0572km2。矿区紧临毕节一纳雍一水城211省道,矿区距纳雍县城65km,至毕节市53km,均有公路相通，交通较方便,（详见交通位置图）。、,■rrjUJii3:春厂ij4,・•.，。等破广I圏点;硼「/化作5、黑塘。大营老齬脚L5天星化作联付，••••忠土宀杓坐大""由坎廠二长丰n湫戛化作働",2际0岩.••機• 烤烟电◎尖山脚嚙通井够、,■rrjUJii3:春厂ij4,・•.，。等破广I圏点;硼「/化作5、黑塘。大营老齬脚L5天星化作联付，••••忠土宀杓坐大""由坎廠二长丰n湫戛化作働",2际0岩.••機• 烤烟电◎尖山脚嚙通井够以支塘■跑加5；。核桃冲烤烟M青岗坡c杨家箸2誓。湾*:洒..…•疽琢歸■J I矚.-3妣『%诉渺19 0m%王家坝：大坪子。■1+A-。小営•翔*烤烟…，0.『英底蚕｛5二嘿*伊、矿区范围纳雍县焦桐煤矿为生产矿井，2013年12月获得贵州省国土资源局颁发的采矿许可证，证号：C5200002011061120113884,有效期限:2013年12月至2017年4月，生产规模9万t/a，矿区面积,3.0572km2,采矿权范围由4个拐点坐标圈定，准采标高+1650---1500m，矿区范围拐点坐标见表。矿区范围拐点坐标编号X坐标Y坐标12979807.29935527647.52422977960.58935527651.51932977956.99335525996.01042979803.80335525992.214面积：3.0572km2；准采标高：+1650~1500m第二节开采技术条件一、地层矿区内及其附近出露的地层由老至新有二叠系中统栖霞组茅口组（P2m）、上统峨眉山玄武岩（P3B）、龙潭组（P31）及第四系（Q）。龙潭组按其岩性及含煤特征又可分为上、下2段（P312、P311）。现将各组、段地层特征简述如下：1、 二叠系中统茅口组（P2m）浅灰至深灰色中厚层块状灰岩，夹少量白云岩、白云质灰岩，上部及下部含燧石团块及条带，出露厚度大于80m。2、 二叠系上统峨眉山玄武岩（P3B）岩性以灰、深灰色、暗绿色块状杏仁状、气孔状玄武岩为主，顶部为灰、浅灰色块状沉凝灰岩、凝灰质玄武岩。厚度22.97（ZK303）〜80m，与下伏茅口组呈平行不整合接触。3、 二叠系上统龙潭组（P31）龙潭组为一套海陆过渡相含煤碎屑岩组合。由深灰色、灰色、黑灰色粉〜细粒砂岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩、炭质泥岩、粘土岩、煤及少量石灰岩等组成，以薄层状至中厚层状构造为主。为区内含煤地层，含煤层(线)达15〜25层，是本次工作的主要对象。该地层底部常为一层厚0.20〜2.00m的浅灰色铝土质粘土岩，与下伏峨眉山玄武岩组呈平行不整合接触关系。区内龙潭组厚度约为220〜260m,平均厚约230m。龙潭组在矿区内出露不全，其顶部地层已被剥蚀，在矿区南东部(ZK303)出露最大厚度213.32m。主要可采煤层产于龙潭组中上部及中下部，可采煤层有M25、M28、M30,其他分布有见零星可采点煤层及煤线。本次勘查根据周边工作成果，结合矿区内龙潭组的岩性组合特征及含煤性，以M15煤层为界将其划分为二段：龙潭组二段(P312)以M15煤层之顶至龙潭组顶为界，即“上含煤组”岩性为灰至深灰、灰黑色薄层状粉砂质泥岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩互层，夹黑色煤(线)层、炭质泥岩、薄至透镜状生物碎屑泥砂质灰岩。富含植物碎片。龙潭组二段在矿区内出露不全，大部区域其顶部地层已被剥蚀。在矿区南东部(ZK303)出露最大厚度136.42m。龙潭组一段(P311)以龙潭组底至中部M15煤层之顶为界，即“下含煤组”岩性为灰、深灰色泥岩及薄层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩为主，夹黑色煤（线）层和炭质泥岩、泥砂质灰岩、灰色厚层状粉砂岩，底部为一层厚0.20〜2.00m的浅灰色铝土质粘土岩。富含植物化石碎片。本段厚度为76.90〜85.53m,平均厚度约76.90m。其中含可采煤层M25.M28.M30及见零星可采点M14、M15、M18、M20、M24煤层和煤线。4、第四系（Q）为残坡积层、冲沟堆积物，由亚粘土、砂砾石及转石组成。不整合于各组地层之上。厚0〜15m二、 构造矿区在构造上处于以支塘向斜北翼次级褶曲，为一近南东-北西向的开阔“帚状”短轴向斜，在矿区内位于大营上附近，确定为“大营上向斜”。该向斜为一宽缓向斜，轴迹走向近南东-北西向，向南东倾伏，矿区内最低倾伏端位于矿区中部东侧（ZK303附近）；北东翼地层倾向一般130〜190°，倾角为12〜25°，南西翼地层倾向一般10〜40°，倾角10〜25°，轴线附近一般5〜8°；区内断裂构造不甚发育，多为落差小于10m的小断层，对开采略有影响。综上所述，矿区构造复杂程度初步确定为中等类型。三、 煤层特征矿区内含煤地层为二叠系龙潭组。区内龙潭组厚度约为220〜260m，平均厚约230m。在矿区内出露不全，其顶部地层已被剥蚀，在矿区南东部（ZK303）出露最大厚度约213.32m。龙潭组含大部可采煤层三层（M25、M28、M30）；可采煤层特征见表1-3—1。1、 M25煤层位于龙潭组第二段中下部，煤层厚度0.60〜1.0m，平均0.9m,主要为薄煤层分布，仅在矿区南东部不可采。未见夹矸分布，结构简单。M25煤层属较稳定的大部可采煤层。煤岩：主要为半暗型，块煤。顶板：多为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩。底板：多为泥质粉砂岩、泥岩。2、 M28煤层位于龙潭组第二段中下部，上距M25煤层4.83〜8.40m,平均6.46m。煤层厚度0.65〜1.32m,平均0.91m,主要为薄煤层分布，在矿区南中部不可采。未见夹矸分布，结构简单。M25煤层属较稳定的大部可采煤层。煤岩：主要为半暗型，块煤。顶板：多为细砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩。底板：多为泥质粉砂岩、泥岩。3、 M30煤层位于龙潭组第二段下部，上距M28煤层6.55〜13.30m,平均9.87m；下距峨眉山玄武岩组17.35〜38.72m,平均22.21m。煤层厚度0.60〜1.57m，平均1.20m,主要为薄煤层分布，仅在矿区南中东部不可采。见夹矸层数1〜2层，为炭质泥岩，厚0.10〜0.65m，平均0.15m，结构较简单。垂向上夹矸一般位于煤层中部。M30煤层属较稳定的大部可采煤层。煤岩：主要为半暗型，块煤。顶板：多为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩。底板：多为泥质粉砂岩、泥岩。各可采煤层厚度结构及稳定等特征见表2-1。表1-2—1 可采煤层特征表煤层编号厚度（米）煤层间距（米）煤层稳定程度煤层夹石层数可采情况最小一最大平均倾角（度）M250.70〜1.00较稳定5,〜80大部分可采0.96.46M280.65〜1.32较稳定5,〜80大部分可采0.91M30O•6OIO 1•579.87较稳定5,〜81〜2大部分可采4、化学性质及工艺性能矿区可采煤层原煤空气干基水分（M）极值为2.31〜3.76%,平ad均为3.13%；原煤干基灰分（A）极值为15.30〜31.83%,平均为26.39%,d矿区可采煤层属于为中灰煤；原煤挥发分（V）一般变化不大，极daf值为5.23-9.96%,平均为7.43%；原煤硫分（S）极值为0.18-1.96%,t,d平均为0.61%,M25号、M28号、M30煤层为低硫煤。矿区M25号原煤干基煤发热量（Qgr,d）极值为22.28〜29.35MJ/kg,平均为24.54MJ/kg；M28号原煤干基煤发热量（Qgr,d）极值为22.30〜24.95MJ/kg,平均为23.23MJ/kg；M30号原煤干基发热量（Qnet,d）极值为22.33〜25.46MJ/kg，平均为23.31MJ/kg。矿区内煤种单一，均为无烟煤三号（WY）。03表1-2—2可采煤层煤质特征表煤层编号Ma(%)dAd(%)St,d(%)Vdaf(%)最低最高最低最高最低最高最低最高M252.313.7615.3031.830.181.965.239.96M282.613.3725.8531.740.241.856.479.27M302.493.5024.1531.660.341.306.1810.71平均2.473.5421.7731.740.251.75.969.985、煤的工业用途根据各煤层的化学性质和工艺性能，井田各煤层均具有广泛用途，可用于动力用煤，民用煤，火力发电，一般工业锅炉用煤，可作高喷吹燃料，可用于小型高炉炼铁、竖式石灰窑烧制石灰，水泥回转窑用煤，经洗选后可制碳素材料或制造电石及深加工，煤矸石可考虑作烧制砖等。四、瓦斯、煤尘、煤层自燃及地温、顶底板、煤与瓦斯突出（一） 、瓦斯瓦斯等级鉴定情况：2012年度纳雍县焦硐煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为1.52m3/min；2014年度纳雍县焦硐煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为0.78m3/min，属瓦斯矿井。（二） 、煤尘根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提交的纳雍县焦硐煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，M25、M28、M30煤层煤尘无爆炸性。（三） 、煤的自燃倾向根据贵州省六枝工矿（集团、恒达勘察设计有限公司实验室提交的纳雍县焦硐煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告，M25、M28、M30煤层煤炭自燃倾向性属三类不易自燃。（四） 、煤与瓦斯突出危险性我矿于2013年10月委托中煤科工集团重庆研究院有限公司做了M25号煤层的突出鉴定，鉴定结果为:本矿M25煤层在+1519m〜+1598m标高鉴定范围内无煤与瓦斯突出危险性。（五）煤层顶、底板M25号煤层：顶板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩；底板为泥质粉砂岩、泥岩。M28号煤层：顶板为细砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩；底板为泥质粉砂岩、泥岩。M30号煤层：顶板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩；底板为泥质粉砂岩、泥岩。五、水文地质矿区及周边地区位于复杂构造变形区和毕节北东向构造变形区交汇部位。具体位于纳雍东西向构造带西缘，以支塘向斜北翼一次级向斜（大营上向斜）西段扬起端，从南往北，地层走向北西-近南北-北东向，倾向北东-东-南东，倾角一般5-25。。向斜轴向南东，延长约6km，宽约5km，核部出露最新地层为三叠系（飞仙关组），两翼由二叠系地层组成。矿区位于云贵高原乌蒙山区，最高点位于矿区南东侧的化作林场至萝卜寨中间地段，海拔标高1765.30m,最低点位于矿区北侧的大坪子-穿洞一带北侧，海拔标高1530m。属高原侵蚀地貌，地形切割强烈，相对高差236m左右，属高原低中山地貌。地下水类型主要有岩溶水和基岩裂隙水。岩溶含水层主要为二叠系中统茅口组（P2m）、三叠系下统永宁镇组（T1yn）、三叠系下统关岭组（T1g），广泛出露于矿区东部与西部，地下水类型主要为岩溶管道型，富水性强，地下水补给源主要为大气降水，其次为地表水；基岩裂隙含水层主要有三叠系下统飞仙关组（T1f）、二叠系上统龙潭组（P31）、二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3B）等，以碎屑岩、喷出岩为主，富水性普遍较弱，局部地段中等。第四系松散层零星分布，厚度薄，仅季节性含水，且富水性弱。勘查区属长江流域乌江水系六冲河汇水范围。地下水流向总体向北东方向径流，最终汇入六冲河。与矿床充水有关的含水层为P31,属裂隙含水层，补给条件差，径流途径短，富水性弱，具当地补给当地排泄特点。矿区内大部分矿体位于当地最低侵蚀基准面以上；地质构造复杂程度中等；充水源地下水以基岩裂隙水为主，直接充水含水层富水性弱，顶板直接充水含水层富水性弱；地形有利于自然排水。但是该矿山存在较大规模的积水老窑采空区，老窑积水量是今后矿山防治水患的主要对象。根据现行规范的划分标准，结合矿山实际水文地质情况,矿床水文地质勘查类型可划归为第二类第一型第二级，即以裂隙含水层充水为主、顶板进水，水文地质条件中等的裂隙充水矿床。通过对焦硐煤矿范围内地表和井下的调查分析，矿井内无河流、水库等大型地表水体，矿井充水水源主要为地下水、地表冲沟水、老窑积水。六、对矿井地质勘探安全条件资料的评价（一）、勘探程度1、 1972年贵州省六盘水煤田地质勘探公司地测队对纳雍县勺坐背斜北翼测区进行了1：5万勘探找矿工作，并提交了《贵州省织金煤田纳雍地区普查找煤报告》，计算该区煤炭资源储量1248924千吨。2、 1972〜1976年贵州省地质局一。八队在该区开展了1：20万区域地质调查工作，对区内地层、构造及煤矿作了初步了解和研究，提交了毕节幅《区域地质调查报告》。3、 2000年12月由贵州省煤田地质局地质勘查研究院提交了《贵州省纳雍煤田地质图说明书》(1:50000),对纳雍县境内龙潭组煤系、煤层及煤质作了进一步的系统研究。4、2006年11月，贵州省地矿局一一三地质大队对焦硐煤矿开展地质普查工作，完成工作量主要有1:5000地质简测及1：5000水工环地质调查3.86km2,剥土及编录2条共2363m2,老硐及编录9个共1316.8m,煤层取样及测试等。并提交的《贵州省纳雍县焦硐煤矿普查地质报告》；贵州省国土资源厅文件(黔国土资储备字[2007]6号)：“关于《贵州省纳雍县焦硐煤矿普查地质报告》矿产资源储量评审备案证明”及“《贵州省纳雍县焦硐煤矿普查地质报告》矿产资源储量评审意见书”。备案情况：截至2006年10月21日止，通过评审的煤层分别为M25、M28、M30三层可采煤层(对应本报告中的M25、M28、M30煤层)，通过评审的资源量为：原煤资源量总量310万吨，其中推断的内蕴经济资源量(333)147万吨，预测的潜在资源量(334?)为163万吨。截至2012年10月31日，准采范围(+1500—+1650m标高)内保有(111b+122b+333)资源/储量为855万吨，其中：(111b)类别为178万吨，(122b)类别为218万吨，(333)类别为459万吨。

第二章矿井开拓开采现状第一节矿井开拓开采概况一、 矿井开拓布置二采区采用平硐开拓，布置主平硐、行人进风平硐、回风斜井三个井筒。主平硐担负煤炭、材料、设备及矸石的运输任务，采用电机车运输，同时兼进风和行人及矿井的安全出口。设置有排水沟，同时井筒内设有通讯、照明及信号电缆；行人进风平硐担负行人、进风及矿井的安全出口；回风斜井担负矿井的回风任务，布置瓦斯抽放管路等设施。二、 采煤方法1、 米煤方法和采煤工艺矿井地质构造中等；主采M25、M28、M30号煤层，煤层倾角平均为6。，为近水平煤层。煤矿采用下行式开采，工作面采用走向长壁后退式回采，回采工艺为炮采，全部垮落法管理顶板。2、 支护及顶板管理布置走向长壁工作面，后退式回采，沿走向推进，炮采工作面用DZ15-20/100型单体液压支柱和HDJA—1200型金属铰接顶梁支护，齐梁齐柱式布置方式，柱距0.8m,排距Im,“三、四”排控顶，最大控顶距为4.8m，最小控顶距为3.6m，放顶步距为1m，全部垮落法管理顶板。上下巷超前加强支护采用DZ15-20/100型单体液压支柱，从工作面煤壁往外10m范围内采用双排支护，往外10m-20m范围内采用单排支护。工作面组织形式为两班采煤，一班检修。3、落煤及运输方式工作面采用爆破落煤，工作面配备1台SGB420/30T型刮板输送机，运输能力80t/h，电机功率30kW；运输巷采用DTL80/30/2X30型带式输送机，运输能力300t/h,电机功率2X30kW。主平硐采用机车运输原煤。第二节主要生产系统概况1、 通风系统：通风方式为：中央并列式，采用FBCDZNM4/2X45型防爆对旋轴流式通风机二台，一台工作，一台备用。风量16.5-35.3m3/min，风压684-1837PaPa。电机功率N=2X55kw。掘进工作面采用局部通风机进行压入式通风，有FBD-N.5.5型局部通风机2台，功率为2X11kw,，一台工作，一台备用，风量为220-320m3/min；FBDNo5.6/2X15kw局部通风机2台，功率为2X15kw，一台工作，一台备用，风量300-400m3/min。2、 供电系统：供电电源概述我矿高压供电等级为10KV，电源一趟来自农场变电站10kV架空线路，长15km,线型为LGJ—50,T接；另一趟电源引自化作变电站10kV架空线路，长6km，线型为LGJ—35,T接。地面供电在行人进风平硐附近约100m处建一变电所，安装10KV高压开关柜13台，低压开关柜5台，采用真空断路器，其中2面进线，2台避雷，供地面用的变压器(S11-M-500/10)两台，供井下用电的变压器(KS11-200/10)两台，供井下局扇风机(S11-M-500/10、KS11-200/10）各一台。3）井下供电从地面高压开关引二回MYJV—3X50+1X25矿用阻燃电缆到井下机电硐室，设XGN2-12型高压开关柜13台，KS11-200/10干式防爆变压器3台和S11-M-500/10干式防爆变压器3台，PGL低压馈电开关5台，井下变电所向井下各用电地点配送点。3、 运输系统（1）.运输设备1） 、主平硐主平硐采用电机车作为运输，电机车型号：CTY5/6.7.9GB运输原煤。2） 、二采区运输下山采用绞车提升，绞车型号为：JTKB-1X0.8；电机功率：37KW。3） 、掘进工作面运输巷掘进工作面运输巷采用DTL80/30/2X30型带式输送机+SGB420/30T型刮板输送机运输煤矸石。5）、回采工作面采面运输巷采用皮带+刮板输送机运输。4、 排水系统：矿井正常涌水量为10m3/h,矿井最大涌水量为20m3/h。主副水仓有效容量为590.9m3；本矿二采区为平硐暗斜井开拓，采用一级排水，在二采区运输下山与行人下山底部+1510.8m标高修建主、副水仓、水泵房、管子道，在二采区运输下山内安设排水管，用水泵将矿井涌水排至主副平硐水沟内，并经水沟流到处理池进行处理。采用两台155DF-30X3型离心泵作矿井主要排水设备，水泵流量155ma/h,扬程150m,防爆电机功率75KW；另一台125DF-25X7型矿用多级分段式离心泵，其流量为101m3/h,扬程为150m,配套电机功率55kW，主管径为内径①=150mm的排水管，另一趟管径为内径①=100mm的排水管。正常涌水量时1台工作，1台备用，1台检修；最大涌水量时2台同时工作，1台备用。5、 抽放系统：2BEA-253型号的低负压瓦斯泵两台，电机功率为55kw；2BEA-303型号高负压两台，电机功率为75kw；高、低负压水环式真空泵作为矿井的瓦斯抽放泵，其技术规格性能如下：最大抽气量30m3/min。瓦斯泵数量为四台，高、低负压各两台，其中均为一台运转，一台备用，瓦斯抽放泵站设在风井附近。矿井设计采用回采工作面先抽后采、采空区埋管抽放、掘进工作面先抽后掘等的瓦斯抽放方法。瓦斯抽放方式主要有煤层预抽和采空区埋管抽放。配备ZDY-750型液压钻机3台，其钻进深度为150m，开孔直径75mm，终孔直径不小于87mm，给进方式为液压传动。6、 井下压风自救系统：采用地面已安装两台空压机，一台LG-20/8G型螺杆式空气压缩机（排气量为20m3/min,额定排气压气为0.8MPa，电动机功率110kW,电压380V）；另一台FHOG-D75F型空压机（排气量为13m3/min,额定排气压气为0.8MPa，电动机功率75kW，电压380V）。正常生产时主要用作动力，当井下发生灾害时用作压风自救。下井压气部管选择内径108mm无缝钢管，凿岩机支管选择内径为50mm无缝钢管或相应管径的软管，混凝土喷射机支管选择内径为75mm无缝钢管或相应直径的软管。压风急救带组直接由主管接出。同时矿井的压风自救系统也利用该空气压缩机供风，同时井下配套的是压风急救袋组，矿井选用ZY-J型压风自救系统。7、 供水系统：主平硐、行人进风平硐和回风斜井铺设GB8613-87系列108X4无缝钢管作为消防洒水主管，每隔50m设三通阀门；在回采工作面运输巷、回风巷及掘进巷道铺设GB8613-87系列t89X4.5无缝钢管作为洒水支管，回采巷道及掘进巷道每隔50m设三通阀门;其余巷道每隔100m设三通阀门。在各阀门处设置有管径为50mm的支管和阀门供设置水幕、自动喷雾、冲洗巷道等各种设备接用水使用。我矿供水施救系统采用独立式，供水水源为地面生活水池中的生活水，采用动压供水，水压不低于0.3MPa，主管采用©108X4无缝钢管，支管采用©89X4.5无缝钢管。井下供水施救系统的管道应到紧急状态下需要供生活用水的所有位置。井下供水施救管网主要大巷每隔100m设置一组三通及阀门，工作面进出口位置、掘进巷道每隔50m设置一组三通及阀门。在每个支管起点附近位置设置控制阀。供水施救系统离压风自救装置距离不得超过1m。供水点前后2m范围无材料、杂物、积水等现象，需设置排水沟。需保证闸阀开关灵活，流水畅通，阀门不高于巷道底1m,以便于避灾人员使用，供水阀门手柄位于同一方向且与巷道平行。8、 通讯系统：1）矿山与外部通讯联系设计矿井安装程控电话多部，以及移动、联通网络覆盖该矿区，移动电话信号稳定，能满足矿井对外联系。2）矿内通讯矿井内部井上、下通讯选用本质增安型选号报警电话，只需一趟电缆便可组成一套独立的通讯系统，电话线选矿用阻燃型HAK-1型电缆。井下电缆经行人进风平硐井口的室外分线箱引入。9、 安全监测监控系统：安全监控方面该矿主要考虑瓦斯监控系统，地面设监控主机（KJ90N）一台，打印机一台，调度终端一台；安设瓦斯传感器、负压传感器、设备开停传感器、风速传感器、水位传感器等对矿井瓦斯、负压、设备开停、风速等进行监测监控。10、 紧急避险系统：我矿紧急避险设施主要包括永久避难硐室、临时避难硐室。在主平硐和行人进风平硐设置一个永久避难硐室（已安装使用），在运输巷和回风巷内各设置一个临时避难硐室，并安设相应的供水、通讯、压风、监控等设施。11、 井下人员定位系统矿井使用KJ249-F型人员定位系统。第三章瓦斯治理的必要性和可靠性一、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。我矿为瓦斯矿井，为了让巷道掘进和采面回采过程中不出现瓦斯超限事故，瓦斯治理便成为我矿的工作重心，也是采掘过程中必不可少的环节。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，瓦斯治理也是可行的。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。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合理安排生产布局二采区主要由二采区运输下山、二采区行人下山和回风下山组成。主平硐（行人进风平硐）穿层（M30、M28、M25）布置，落平于M25号煤层顶板。回风斜井穿层（M30、M28）布置，落平于M28号煤层顶板。开采二采区利用主平硐和行人进风平硐作为二采区2个安全出口和进风巷，回风斜井作为二采区专用回风上山。1、 采煤工作面巷道22502采煤工作面走向现已经回采剩下40米，22504采煤工作面已经形成，作为备采工作面，22502掘进掘进工作面的煤（经40刮板）一22502工作面运输运输巷（经刮板输送机和皮带）一22502运输巷一主平硐（电机车运输）一地面储煤厂。2、 掘进工作面22503运输巷开口位置在二采区运输下山变坡点往下110m位置开口，沿M25号煤层底板按191°方位掘进，沿M25煤层走向掘进，按191°方位施工，掘进500m，然后施工切眼，与22503运输巷贯通,形成22503采面，并形成通风系统。22503工作面的矸石（刮板机和皮带）一22503运输石门（矿车）一二采区运输下山（绞车）一主平硐（电机车运输）一地面储煤厂。综上可知，本矿生产布局合理、可靠。

第二节通风系统治理方案一、 通风可靠焦硐煤矿矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式；主平硐和行人进风平硐进风，回风斜井作回风。主扇型号为FBCDZNq14/2X45型防爆对旋轴流式通风机二台，一台工作，一台备用。风量16.5-35.3m3/min,风压684-1837Pa。电机功率N=2X45kw。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，风门间应设置风门语音报警装置和风门开关传感器，并保证两道风门联锁。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、 各采掘工作面均为独立通风。三、 风量计算及分配（一）瓦斯涌出量根据《贵州省能源局文件》黔能源煤炭[2015]24号文关于对《关于请求审批毕节市2014年度煤矿瓦斯等级鉴定报告》的批复，焦硐煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为0.78m3/min；2012年度矿井绝对瓦斯涌出量为1.52m3/min，绝对二氧化碳涌出量为0.8m3/min。

（二）需风量计算焦硐煤矿2016年设计一个采煤工作面，两个掘进工作面。1、按井下同时工作最多人数计算矿井需风量Q=4NK=4X100X1.20=480ma/min1式中：N一井下同时工作的最多人数，人4一井下每人4ma/min的供风标准K一风量备用系数，取K=1.202、按各用风地点的实际需风量计算矿井需风量（1）22502回采工作面所需风量的计算按瓦斯涌出量计算Q=125・q・Ka1 aa=125X0.54X1.8=121.5式中Q一采煤工作面需要风量，ma/min；a1q一采煤工作面绝对瓦斯涌出量，2014年最大为a0.54ma/min；K一采煤工作面因瓦斯（二氧化碳）涌出量不均的备用风a量系数，一般机采工作面取1.2〜1.6；炮采工作面取1.4〜2.0,取1.8。按工作面气温与风速的关系计算Q=60•V•S•Ka2 aaa=60X1.5X2.59X1.0=233.1m3/min式中V—采煤工作面适宜风速，1.5~2.5m/s,取1.,5m/s；aS一采煤工作面平均断面积，S=（3.2+4.2）X0.5Xaa0.7=2.59m2；K一采煤工作面长度风量系数，取1.0；a按炸药使用量计算Q=25Aa3 a=25X4.5=112.5m3/min式中A一采煤工作面一次使用最大炸药量。截煤机截槽后采用单a排眼震动爆破，一次爆破45m,炮眼间距1.5m，每个炮眼深1.2m,每个炮眼装药0.15kg,共计30个炮眼，一次爆破使用的最大炸药量30X0.15=4.5kg。按工作面同时工作的最多人数计算Q=4・n•Ka4 aa=4X40X1.2=192m3/min式中4一每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；n一采煤工作面同时工作的最多人数，40人；aK一矿井通风系数，取1.2。a按风速进行验算根据规定，按回采工作面最低风速0.25m/s、最高风速4m/s的要求进行验算，即回采工作面风量应满足的条件：0.25X60XSWQW4X60XSaa a即0.25X60X2.59WQW4X60X2.59a亦即38.9(ma/min)WQW621.9(ma/min)a式中：S—采煤工作面平均断面积(m2),2.59a根据以上计算，取其中最大值，则22501采煤工作面需风量Qa为233.1ma/min。22503运输巷掘进工作面所需风量的计算按瓦斯涌出量计算Q=125・q・Kbl jj=125X0.43X2.0=107.5m3/min式中Q一掘进工作面需要风量，m3/min；掘q—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，2014年为0.43m3/min；jK一掘进工作面因瓦斯(二氧化碳)涌出量不均的备用风j量系数，通常机掘工作面取1.5〜2.0；炮掘工作面取1.8〜2.0。按炸药使用量计算Q=25Ab2 j=25X7.25=180m3/min式中：A一掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量。巷道断面j5.34m2,采用菱形掏槽，一次爆破21个炮眼，其中掏槽眼5个(空眼1个)，底眼4个，帮眼4个，顶眼4个，辅助眼4个，每个炮眼深2m,每个炮眼装药掏槽眼、底眼每眼450g,顶眼、帮眼辅助眼每眼300g,即一次爆破使用的最大炸药量8X450+12X300=7200g(7.2kg)按局部通风机的吸风量计算Q=QXIXkb3f f=200X1X1.25=250m3/min式中Q一掘进工作面局部通风机的风量，本矿采用FBDNE.6/2fX11型局部通风机，该局部通风机的风量为200〜420m3/min，取该通风机吸风量200m3/minI一掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台；k一为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般为f1.2〜1.3,取1.25。按工作面同时工作的最多人数计算Q=4・nb4 j=4X10=40m3/min式中4一每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；n一掘进工作面同时工作的最多人数，10人。j按风速进行验算根据规定，按半煤巷工作面最低风速0.25m/s、最高风速4m/s的要求进行验算，掘进工作面风量应满足的条件：0.25X60XSWQW4X60XSbb b即0.25X60X5.34WQW4X60X5.34b亦即80.1(m3/min)WQW1281.6(m3/min)b式中：S一掘进巷道平均断面积(m2),运输净断面为5.34血。b根据以上计算，22503运输巷掘进工作面需风量Q为250m3/min。b22503运输巷掘进工作面所需风量的计算22503运输巷为半煤巷，其断面、炮眼布置按照炮眼布置图，该掘进工作面所需风量的计算与22503运输巷掘进工作面风量计算相同，需风量为250m3/min。2个掘进工作面共需风量SQ=500m3/minob独立通风硐室所需风量Q的计算c本矿需独立供风硐室仅为井下消防材料库(1个)。硐室供风量采用经验值60m3/min-80m3/min配风,井下消防材料库配风60m3/min，则Q为60m3/min。c其它巷道所需风量其它用风巷道所需风量按采煤、掘进、硐室需风量总和的3-5%进行考虑，则Q=(Q+SQ+Q)X5%da bc二(233.1+500+60)X5%=39.7m3/min。(5)矿井总风量Q的确定2Q=(Q+SQ+Q+Q)K2 a bcdW=(233.1+500+60+39.7)X1.2=999.4m3/min式中：Q—矿井总风量，ma/min2K一矿井通风系数，可取1.15〜1.25，本矿取1.20W3、 矿井实际需风量井下同时工作的最多人数需风量为480ma/min,各用风地点需风量总和为999.4ma/min,矿井实际需风量取其最大值，则为999.4ma/min。4、 矿井风量分配矿井配风量减去独立回风的硐室、巷道风量后，在满足风速要求情况下，采掘工作面风量按其需风量不少于前面计算需风量配风。因此，本矿生产采区风量分配如下：序号配风地点名称计算需风量计划配风量1二采区一区段22502采煤工作面233.1m3240m3/min/min222503运输巷掘进工作面250m3/min250m3/min322503回风巷掘进工作面250m3/min250m3/min4井下消防材料库60m3/smin60m3/smin5其他巷道39.7m3/min60m3/min8矿井总风量999.4m31700m3/min/min矿井计划配风量与目前实际需风量的差额风量700.6m3/min，用于今后的备采工作面和备掘工作面配风。（三） 矿井负压计算按下列公式计算：h=Q2/S3+、 （1）R=a•L•P•/S3 （2）式中：H——全矿井风压，PaoR——井巷摩擦风阻，NS2/ms；a 摩擦阻力系数，NS2/m4；L——井巷长度，m；P 井巷断面周长，m；S 井巷断面积，m2；h厂-局部阻力，按全矿风压的1。%计算，Pa。经计算：该矿容易时期的风压：430.5Pa困难时期的风压：528.4Pao（四） 等积孔计算式中：A——全矿井等积孔，（m2）；Q 矿井需风量，（m3/s）；h 全矿井通风阻力，（Pa）；经计算，通风容易时期：A=2.24 通风困难：A=2.02，矿井通风容易时期等积孔为2.24m2,困难时期等积孔为2.02m2。因此，本矿井通风容易时期、困难时期为小阻力矿井。（五） 降低风阻措施1、 巷道表面应尽量光滑平整，以降低通风阻力。2、 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。3、 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。4、 根据通风需要，安设风门、调节风门；5、 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；6、 勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面；7、 严格按设计掘进、支护巷道，以保护巷道断面尺寸；8、 加强对各种通风设施和巷道的日常管理。（六） 防止漏风措施1、 认真对风门墙体进行抹面，确保风门墙体密实不漏风，对风门、风窗进行包边、沿口等工作。2、 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。3、 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；4、 加强对各通风设施的管理，对应密闭的地点应采用构筑物或永久密闭，以保证满足通风及其它功能需要；5、加强各通风设施的日常管理，保证设施满足设计和使用功能的需要。四、 掘进工作面涌出的瓦斯主要是煤巷所在煤层本身的瓦斯，采用开采保护层的局部防突措施、顺层钻孔预抽、超前预抽和边掘边抽；掘进区局部冒顶积存的瓦斯，可在支架顶梁处安设导风板冲淡瓦斯或用充填黄土的方法处理。掘进工作面随着巷道的延长，风筒应及时加接，保证压入式风筒出风口距迎头的距离(Lp)应小于或等于压入式通风的有效射程(Lj)，即LpWLj=(4-5)矛m式中：S一掘进巷道净断面积，m2。但本矿规定掘进工作面风筒距迎头位置不得超过5m。五、 回采工作面瓦斯涌出的治理回采工作面采用U形通风系统，这种系统具有漏风小的优点，但在上隅角附近由于采空区涌出的瓦斯大部分在这里集中，同时在此处风速低，风量不足，容易积存瓦斯而超限。处理措施：在工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障，迫使一部分风流流经上隅角，将积存瓦斯冲淡、排出。六、 顶板附近瓦斯层状集聚处理若回采工作面风速未能保证设计风速而小于0.25m/s，则容易使瓦斯浮于巷道项板附近，形成一个比较稳定的带状瓦斯层，这即是瓦斯的层状集聚。处理办法是保证回采工作面的设计风速，使瓦斯与风流能充分地紊流混合，冲淡及排出。七、防突措施（一）石门揭煤在施工过程中，在地质构造破坏带应尽量不布置石门。如果条件许可，石门应布置在被保护区或先掘出石门揭煤地点的煤层巷道，然后再用石门贯通。石门与突出煤层中已掘出的巷道贯通时，该巷道应超过石门贯通位置5m以上，并保持正常通风。石门揭穿突出煤层、即石门自底（顶）板岩柱穿过煤层进入顶（底）板的全部作业过程，都必须采取防治突出措施，并编制专项防突设计,报矿总工程师批准。石门揭穿突出煤层的设计，必须具有下列主要内容：1、 突出预测方法及预测钻孔布置、控制突出煤层层位和测定煤层瓦斯压力的钻孔布置；2、 建立安全可靠的独立通风系统。并加强控制通风风流设施的措施。掘进工作面尚未构成全风压通风时，在石门揭穿突出煤层的全部作业过程中，与此石门有关的其他工作面都必须停止工作。放炮揭穿突出煤层时，与此石门通风系统有关地点的全部人员必须撤至地面，井下全部断电，井口附近地面20m范围内严禁行任何火源；3、 揭穿突出煤层的防治突出措施；4、 准确确定安全岩柱厚度的措施；5、 采取安全防护措施。（二）石门揭煤的顺序和要求1.石门揭穿突出煤层前，必须打钻孔控制煤层层位、测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性，前探钻孔、测压钻孔布置方式见图4—3—1。掘进面掘进面1、2一控制煤层层位钻孔；3、4一测定煤层瓦斯压力钻孔图4—3—1控制突出危险煤层的前探钻孔布置示意图2、 在工作面距煤层法线距离1Om之外，至少打2个前探钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况等。地质构造复杂、岩石破碎的区域，石门工作面掘至距煤层10m（垂距）之前，必须在石门断面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切地：掌握煤层厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯情况等。3、 在工作面距煤层法线距离5m以外，至少打2个穿透煤层全厚或见煤深度不少于10m的钻孔，测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性。测定煤层瓦斯压力时，钻孔应布置在岩层比较完整的地方。对近距离煤层群，层间距小于5m或层间岩石破碎时，可测定煤层群的综合瓦斯压力。4、工作面与煤层之间的岩柱尺寸应根据防治突出措施要求、岩石性质、煤层倾角等确定。工作面距煤层法线距离的最小值为：抽放或抽放钻孔3m，金属骨架2m，震动爆破揭穿（开）急倾斜煤层2m、揭开（穿）倾斜或缓倾斜煤层1.5m。如果岩石松软、破碎，还应适当加大法线距离。5、 为了防止误穿煤层，在石门工作面距煤层垂距5m时，应在石门：工作面顶（底）部两侧补打3个小自径（42mm）超前钻孔，其超前距不得小于2m。当岩巷距突出煤层垂距不足5m且大于2m时，为了防止岩巷误穿突出煤层，必须及时采取探测措施,确定突出煤层层位,保证岩柱厚度不小于2m（垂距）。6、 石门揭穿（开）突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防治突出措施，经检验措施有效后，可用远距离爆破或震动爆破揭穿（开）煤层；若检验措施无效，应采取补充防治突出措施直至有效。当鉴定为无突出危险煤层工作面时，可不采取防治突出措施,但必须采用震动爆破揭穿（开）煤层。7、 石门防治突出措施有抽放瓦斯、水力冲孔、抽放钻孔、金属骨架或其它经试验证明有效的措施，本矿石门防治突出的措施可采用抽放钻孔的措施，在实施防治突出措施时，必须进行实际考察，得出符合本矿井的有关参数。8、 抽放钻孔布置在石门周界外3~5m的煤层内，钻孔的直径75~100mm，钻孔间距根据实测的有效抽放半径而定，一般孔底间距不大于2m。钻孔布置见图5—3—2。在抽放钻孔控制范围内，如果预测指标降到突出临界值以下，措施有效。9、 对于缓倾斜煤层，当钻孔不能一次打穿煤层全厚时，可采取分段打钻，但第一次打钻钻孔长度不得小于15m,进入煤层掘进时，

必须留有5m的最小超前距离（掘进到煤层顶（底）板时不在此限）。下一次的抽放钻孔参数（直径、间距、孔数）与第一次相同。■2m—123A67491n1U1r2m11121315171P1COf)~1618~19PCA21222324CC25~26-21~28A—AP一测压孔；1〜28—抽放钻孔图4-3-2石门抽放钻孔布置图（三） 煤层中采掘工作面防治突出措施在一个或相邻的两个采区中，同一阶段的突出煤层中进行采掘作业时，不得布置两个工作面相向回采和掘进。突出煤层的掘进工作面,不得进入本煤层或邻近煤层采煤工作面的应力集中区。突出煤层的采掘工作面靠近或处于地质构造破坏和煤层赋存条件急剧变化地带时，都应认真检验防治突出措施的效果。如果措施无效，应及时采取补救措施。（四） 煤巷掘进工作面防治突出的措施1、 每个掘进工作面必须有独立的回风系统。2、 在突出危险煤层中掘进时，应采用超前钻孔、松动爆破、前探支架或其它经试验证实有效的防治突出措施。本矿选择煤巷掘进前预抽放或掘进工作面采用先抽后掘的抽放方式，也可设计采用超前钻孔抽放瓦斯卸压。3、 采用超前钻孔作为防治突出的措施。在第一次执行防治突出的措施或无措施超前距时，必须采用浅孔抽放或其他防治突出的措施，在工作面形成5m的执行措施的安全屏障后，方可进入正常防突措施施工，确保执行措施的安全。超前钻孔直径一般为75〜120mm,地质条件变化剧烈地带也可采用直径42mm的钻孔。钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于5m，若超前钻孔直径超过120m时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施。钻孔尽量布置在煤层的软分层中，超前钻孔的控制范围应控制到巷道轮廓线外8〜10m(包括巷道断面内煤层)。超前钻孔的孔数应根据钻孔的有效抽放半径确定，钻孔的有效抽放半径必须经实测确定。煤层赋存状态变化时，应及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数。超前钻孔施工前应加强工作面支护、打好迎面支架，背好工作面。超前钻孔有效半径测定方法，钻孔流量法：沿工作面软分层打3〜5个相互平行的测量钻孔，孔径42mm，孔长5〜7m,间距0.3〜0.5m；对各测量钻孔进行封孔，封孔时应保证测量室长度为1m；钻孔密封后，立即测量钻孔瓦斯涌出量，并每隔2〜10min测定1次，每一测量孔测定次数不得少于5次；在距离最边缘测量孔孔中心0.5m处，打一个平行于测量孔的超前钻孔(直径是待考察超前钻孔有效抽放半径的钻孔直径)，在打超前钻孔过程中，记录钻孔长度、时间和各测量孔中的瓦斯涌出量变化；超前钻孔打完后，每隔2〜10min测定各测量孔中的瓦斯涌出量；打超前钻孔打完后测定2h；绘制出各测量孔的瓦斯涌出量的变化图；如果连续3次测定测量孔的瓦斯涌出量都比打超前钻孔增大10%,即表明该测量孔处于超前钻孔有效抽放半径之内。符合测量孔距抽放钻孔的最远距离，即为超前钻孔的有效抽放半径。4、 在有突出危险的急倾斜煤层中掘进上山时，除了采取本条文上述规定的防治突出措施外，应采用双上山或伪倾斜上山等掘进方式，并应加强支护。5、 在急倾斜突出煤层掘进上采用大直径钻孔(直径300mm以上)时，应一次打透上部平巷；如果不能一次打透，应先将已经打好钻孔的部分刷大到规定的断面，架好支架，背好顶帮，然后继续打钻。当煤质较软(f〈0.3)或受设备的限制时，可打直径75一120mm的超前钻孔。6、 在急倾斜突出煤层中采用双上山掘进时，两个上山之间应开联络横贯，横贯间距不得大于10m，上山和横贯只准一个工作面作业。突出煤层上山掘进工作面同一上部平巷贯通前，上部平巷必须超过贯通位置，其超前距不得小于5m。贯通放炮前，必须通知上部平巷撤人并保持正常通风。急倾斜突出煤层上山掘进工作面，应采用抗静电的硬质风筒通风。7、 突出煤层上山掘进工作面采用放炮作业时，应采用浅炮眼远距离全断面一次爆破。在突出煤层的煤巷巾更换、维修或回收支架必须采取预防煤体垮落而引起突出的措施。8、 在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施要求实施时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用直径为42一75mm的钻孔进行抽放。经措施效果检验有效后，方可采取安全防护措施施工。（五）采煤工作面防治突出的措施1、 急倾斜突出煤层厚度大于0.8m时，应优先采用伪倾斜正台阶或掩护支架采煤法。2、 必须及时维修突出煤层采煤工作面进、回风道，保持畅通。3、 开采有突出危险的急倾斜厚煤层时，可利用上分层或上阶段开采后造成的卸压作用，保护下分层或下阶段，但必须掌握上分层或上阶段的卸压范围，以确定其保护范围，使下分层或下阶段的采掘工作面布置在这个保护范围内。4、 突出危险的采煤工作面可采用松动爆破、注水湿润煤体、超前钻孔、预抽瓦斯等防治突出措施，并尽量采用刨煤机或浅截深采煤机采煤。5、 采煤工作面的松动爆破防治突出措施，适用于煤质较硬、围岩稳定性较好的煤层。松动爆破孔沿采煤工作面每隔2—3m打一个，孔深不小于3m,炮泥封孔长度不得小于1m。措施实施后，必须经措施效果检验有效后，方可进行采煤。采用松动爆破防治突出措施的超前距离不得小于2m。6、采煤工作面浅孔注水湿润煤体措施，可用于煤质较硬的突出煤层。注水孔沿工作面每隔2〜3m打一个，孔深不小于3.0m，向煤体注水压力不得低于8MPa。发现水由煤壁或相邻注水钻孔中流出时，即可停止注水。注水后必须经措施效果检验有效后，方可进行采煤。注水孔超前工作面的距离不得小于2m。第三节安全监测监控治理方案一、地面中心站1、 地面中心站配置型号：KJ90NA配置监控主机IPC6102台，数据库服务器2台图形工作站1台（可选配4屏或2屏多屏模式）KJJ46数据通信装置2台LQ1600K或喷墨打印机1台山特2KVA在线不间断电源1台DHX90避雷器1套10/100M自适应网络集线器1台可配接多达255台远程网络终端，实现在不同地点监控信息的远程实时共享。软件运行平台为WIN98/2000/2003环境，通过Ethernet以太局域网组成全网络化环境，协议支持标准TCP/IP等。2、 系统特点1） 系统全面满足AQ6201-2006新的煤矿监控系统行业标准，国内首家完全按新标准取得安标证的煤矿监控系统。2） 产品自配套性强，系列化齐全，性价比高，全套系统设备由重庆煤科院自主研发、生产制造，售后服务有保障。3） 具有良好的开放性和可伸缩性，采用模块化设计，组态灵活。能满足各类型矿井的监控系统最优化最经济运行。4） 地面监控中心运行在标准的EthernetTCP/IP网络环境，操作系统平台为中文Win98/2000/2003,可方便实现网上信息共享和网络互联。支持Internet/Intranet模式的Web系统综合监控信息浏览。5） 系统显示画面采用文本、图形兼容方式，显示信息直观、生动,具有实时多屏显示功能。6） 具有实时数据存储和各种统计数据存储能力。数据存储时间长、查询和报表功能丰富，格式可由用户编排。7） 有系列化，多用途监控分站，功能丰富，具有甲烷断电仪及甲烷风电闭锁装置的全部功能。有完善的数据停电保存能力，确保监测数据和设置数据信息不丢失。配有智能口，可采用RS485通讯方式的各种传感器及设备。8） 当通讯线路断线后，分站能保存2h以上的数据，待通讯线路恢复后，自动将数据补传至中心站。9） 分站及传感器全面实现了智能化和红外遥控调校、设置。分站模拟量和开关量端口可任意互换，并支持多种信号制，有实时数据存储能力。10） 分站电源具有宽范围动态自适应能力，适合矿井电网波动大的严酷环境。其备用电池可保证2h以上的供电容量。11）独特的三级断电控制和超强异地交叉断电能力（中心站手控、分站程控和传感器就地控制）。具有断电回馈信息比较，若异常则报警。12）传感器种类齐全，全面满足新的AQ传感器系列行业标准，具有稳定性高、寿命长、功耗低、传输距离远等特点。13） 具有自检功能，可对分站、电源、传感器、电缆等设备进行诊断，能报警和记录并自动切断故障支路。有完善的多级口令保护功能。14） 系统设备具有完善的故障闭锁功能，当与闭锁有关的设备未投入正常运行或故障时能切断与之有关设备的电源并闭锁。3、 主要技术指标：容量：128个，1024个输入量，512个控制量传输速率：2400bps传输方式：RS485或DPSK中心站到分站传输距离：W25km分站到传感器传输距离：W2.5km巡检周期：W30s处理精度：W±0.5%画面刷新：W4s电源波动：90〜110%（地面）、15〜75%（井下）处理传感器种类：瓦斯、风速、负压、一氧化碳、水位、煤位、温度、烟雾、开停、风门、馈电、流量、电流、电压、功率等。4、 KJJ46型数据通信接口是KJ90NA型煤矿监控系统的关键设备，主要实现地面中心站与井下监控分站之间的数据双向通信、地面非防爆设备与矿井防爆设备之间的电气安全隔离等功能。通讯方式：DPSK/RS485通讯速率：2400bps通讯距离：25km5、 监控分站KJ90-F16型分站是KJ90NA型煤矿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:KJ90-F16/F8分别是16/8个输入端口，8/5个控制输出(模拟量和开关量可任意互换)电源电压：36、127、220、380V、660V本安电源：18VDC或24VDC输入信号：200T000Hz,1-5mA、1/5mA、触点输出信号：电平、触点