煤矿公司复工复产方案

《煤矿公司复工复产方案》由会员上传分享，免费在线阅读，更多相关内容在教育资源-天天文库。

目录前言I第一章井田概况及生产现状-4-第一节矿井概况-4-第二节矿井资源条件-6-第三节矿井生产现状-10-第二章防治煤与瓦斯突出-16-第一节煤层瓦斯赋存特征及瓦斯参数测定-16-第二节突出危险区域管理情况-19-第三节瓦斯防治技术路线-19-第四节停产采掘工作复工复产方案-31-第五节复工复产前各专业战线工作及工程排队计划-32-第六节安全防护-35-第三章瓦斯抽采-39-第一节矿井2015年采掘接替规划-39-第二节瓦斯抽采计划-42-第三节瓦斯抽采系统能力校核-44-第四节抽采管理-51-第五节抽采达标评判-56-第四章矿井通风-62-第一节通风系统现状-62-第二节矿井风量-63-第五章粉尘灾害防治-70-第一节粉尘危害及防尘措施-70-第二节井下消防、洒水（给水）系统-71--141- 第三节防爆措施-73-第四节隔爆措施-74-第六章防灭火-77-第一节煤层自燃发火危险性及防灭火措施-77-第二节井下外因火灾防治-79-第七章矿井防治水-83-第一节矿井水文地质-83-第二节矿井防治水措施-92-第八章电气安全-102-第一节供电系统现状-102-第二节供电安全性分析-103-第九章提升、运输、空气压缩设备-110-第一节提升设备校核-110-第二节运输设备校核-117-第三节压风设备-119-第十章安全避险“六大系统”完善-119-第一节监测监控系统-119-第二节井下人员定位系统-120-第三节井下紧急避险系统-120-第四节压风自救系统-120-第五节供水施救系统-121-第六节通信联络系统-122-第十一章安全保障措施-123-第一节组织保障-123-第二节队伍保障-124--141- 第三节制度保障-126-第四节系统保障-132-第五节技术保障-132-第六节装备-133-第十二章资金投入-134--141- 前言一、概述矿业有限公司（以下简称“公司”）位于汝州市境内，隶属于中国平煤集团梨园矿。公司于1986年6月经河南省计划委员会批准开工建设，1998年投产，设计生产能力0.21Mt/a。2009年经国家能源局批准开始产业升级，升级后产能0.60Mt/a，截止2013年5月份，除因锅炉脱硫除尘设备需维修更换，环评单项验收未进行外，已完成其余所有单项验收，并与2013年5月份进入为期5个月的试运转，后经河南能源局批复，将试运期又延长6个月。“3·21”事故发生后，试运转和环评单项验收均停滞。公司开采的二1煤层具有顶板坚硬、煤层松软、透气性低、赋存不稳定、煤层瓦斯吸附性高的特点。2014年3月21日，下延采区二1-21010机巷掘进工作面发生了大型煤与瓦斯突出事故，突出点标高-56m，垂深492m，矿井因此停产至今。为彻底根治公司瓦斯治理难题，同时为公司坚硬顶板、高吸附、低渗透煤层的瓦斯灾害治理提供技术支撑，中国平煤集团许平煤业公司及梨园矿各级领导高度重视，深入分析研究公司瓦斯地质赋存特征，学习淮南、淮北及邻近矿井梁北矿、暴雨山矿等单位先进理念和先进经验，探索适合公司二1煤层瓦斯区域治理关键技术及装备。为了保障瓦斯治理顺利进行和矿井复工复产，特编制完成了《公司复工复产方案》。本方案是在分析公司安全生产系统现状的基础上，参照“全面剖析、方案优化、落实先进理念、投入保证、技术可靠、操作规范、管理到位、机构健全、队伍合格、治理达标”-141- 的瓦斯治理示范矿井总体要求，明确了公司安全生产管理定位、瓦斯治理技术路线及隐患整改的指导思想。方案重点突出以下几个特点：1．学习借鉴其他单位瓦斯治理先进理念和瓦斯治理技术，确立了公司瓦斯治理技术路线。煤巷掘进采用底板岩巷穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯作为主要区域防突措施，回采工作面采用顺层钻孔预抽本煤层瓦斯为主的区域防突措施；石门揭煤巷道在揭煤前实测瓦斯参数，原始瓦斯参数超过临界指标时，在距离煤层7m前采用穿层钻孔预抽的措施进行治理，必要时采用水力冲孔、水力割缝等措施进行增透，提高瓦斯预抽效果。2．结合产业升级，对矿井各大系统进行客观评价和能力校核，提出了存在的问题和整改方案。3．对矿井现有停产采面及发生事故的掘进工作面提出了具体的治理方案，按照技术线路，编制了对采掘接替规划和瓦斯治理规划，为矿井实现“抽、掘、采”平衡提供时空保障。4．在遵守《防治煤与瓦斯突出规定》基础上，进一步提高了瓦斯治理抽采达标技术标准。按照《许平煤业公司二1煤层防治煤与瓦斯突出特别规定》将抽采达标评判的瓦斯压力和瓦斯含量临界指标下调为0.5MPa和6m3/t。5．制定完善了管理机制和管控措施，为实施区域瓦斯治理和实现抽采达标提供保障。二、指导思想坚持“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”瓦斯综合治理方针，全面贯彻落实“区域防突措施先行，局部防突措施补充”的原则，着力构建“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”-141- 十六字瓦斯综合治理工作体系，达到“工程措施施工、技术措施制订、职工思想防范”三超前要求，实现瓦斯综合治理和防突工程与安全生产有机统一，以人为本、消灭瓦斯超限，杜绝瓦斯事故，推动矿井瓦斯治理工作再上新水平，实现矿井安全发展。-141- 第一章井田概况及生产现状第一节矿井概况一、位置与交通矿业有限公司井田范围：井田走向长约4.0km，南北宽0.95～1.50km,面积约4.8km2..井田范围西以F44、F42断层为界，南部以二1煤露头，F63断层和+200m二1煤底板等高线为界，东以15勘探线为界，北以-200m二1煤底板等高线为界，与洛阳伊电能源公司所属矿井暴雨山矿为邻。本井田的交通尚属方便。焦枝铁路从井田的西、南西，均约4km处通过。并分别设有汝阳（或大安）车站及临汝镇车站。矿区至临汝镇有水泥路与洛(阳)平(顶山)主干公路相接,经井田内的关庙、坡池、鲁沟、老君堂，至伊川县半坡村,并在半坡以北与310国道相接（见图1-1）。图1-1交通位置图此外，有自临汝镇火车站接轨的军用铁路专线，通至井田以南的小山沟。虽距井田仅2km左右，但中有寒武灰岩构成的白云山和银洞山阻隔，不能直接铺轨至井田。-141- 公司位于汝州市境内，隶属于中国平煤集团梨园矿。公司于1986年6月经河南省计划委员会批准开工建设，1998年投产，设计生产能力0.21Mt/a。2009年经国家能源局批准开始产业升级，升级后产能0.60Mt/a，截止2013年5月份，除因锅炉脱硫除尘设备需维修更换，环评单项验收未进行外，已完成其余所有单项验收，并与2013年5月份进入为期5个月的试运转，后经河南能源局批复，将试运期又延长6个月。“3·21”事故发生后，试运转和环评单项验收均停滞。二、地形、地貌及水系1、公司井田处于黄、淮两河分水岭西侧。井田位于箕山背斜东端，地势南低北高，中部低。主要山脉呈近东西向展布，全井田属于低山丘陵区，地面标高一般为+380～+450m，最高峰长虫山标高+609.4m，最低标高在纸坊泉附近，为+370.38m，相对高差239.02m，井口标高393.3m，该地区属于低山区。2、公司水系以暂时性（季节性）溪河为主，无大河流及大型水利工程。暴雨溪发源于鲁沟以东山区，由东向西延展，于纸坊一带流出井田，最终注入汝河，控制井田内流域汇水面积约12平方公里。该溪流主要靠大气降水补给，溪流流量随季节性变化甚大，雨季水量增大，旱季断流干涸。洪水常发生在每年7～9月份，具有洪水量大，来势凶猛，洪峰涨落极为迅速的特点，暴雨河流水面标高388m，历年最高洪水位最高标高388.5m。3、地震本井田属于三级地震区。地震烈度为2.9度。历史上未发生过强烈的地震。根据国家地震局物探队记载，1827年3月23日发生一次地震，属有感地震。-141- 近期以来登封、新密、汝州和禹州一带地震虽有发生，但震级较小，一般为1.1-2.6级，地震烈度小于Ⅳ度。上述情况表明，地震对本井田影响不大。4、气候井田属于暖温带大陆季风气候。其特点为：四季分明，冬长寒冷雨雪少，春季干旱大风多，夏热雨多且集中，秋丽晴和日照长。5、矿井周边开发现状公司受威胁的矿井有两个，西部有原梨园矿西井采空区资料准确可控，畅达矿（原北河湾矿）主采五3煤，地面标高+400m，井底标高+321.7m，井口已封闭，地貌已恢复。第二节矿井资源条件一、地质构造及特征（一）井田地层井田深部广泛出露二叠系上统上石盒子组及石千峰组地层，区外浅部边界附近有石炭系上统太原组、本溪组及寒武系上统崮山组地层零星出露。依据地表出露及钻孔揭露，地层由老到新依次为寒武系中统张夏组、上统崮山组，石炭系上统本溪组、太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组，二叠系上统上石盒子组、石千峰组及第四系。（二）井田构造1、褶曲纸坊背斜：位于井田西界F42断层之北东侧。轴向近东西，向西倾伏为燕山期F42断层继承复活时左旋力牵引而成。南翼不全，北翼完整。于纸坊一带表现最剧。主要涉及柔性的煤系地层，而核部寒武系的刚性灰岩不具牵引。南翼地层走向287°，倾向南西，倾角20°～34°，北翼地层走向258°，倾向北西，倾角约18°。2、断层-141- 穿过本井田的断层共有6条，有正断层、逆断层、继承复活断层及隐伏于地下的伴生小断层等。现按期次对主要断层予以叙述：（1）北西组：本组断裂控制井田边界，切割早期断层，期次最新。方向北西～北北西。①纸坊断层（F42）为一高角度正断层。其走向290°，倾向南西，倾角73°，落差大于1000m。地表第四系掩盖，沿走向有0701、0801、0904孔控制，故而准确可靠。②卧单山断层(F44)位于井田西界之卧单山附近。为纸坊断层形成时的伴生构造。落差达210m.属一高角度断层.走向310º。倾向南西,倾角80º。北西端延伸于井田之外。井田内长约1.4km。切割最新地层为三叠系，亦是燕山期产物。资料可靠。（2）北东组：为燕山期的第三次断裂。方向主要为北东，次有北北东。倾向北西、南东共存。亦属高角度断层。为本井田主要断裂。①大寺沟断层（F4）自1303孔西侧沿北东方向经大寺沟村南，1907孔附近及泰沟寺北侧延向井田以外。井田内长约5.5km为一南降北升之正断层。其走向15线以西为北东20，15～19线间为北东40而19线以东则又转为北东30左右，倾向西南，倾角约75。落差为11～64m。②暴雨山断层(F18)位于暴雨山之北。西起1503孔之西，经1603孔南及1704孔北而向东掩与滑坡之下，消失于20线以西。长约4km。走向西段为北东45º，东段变成北东65º，倾向北西，倾角70º～80º-141- (西小东大)，落差为24～60m。③小岭断层(F39)位于老君堂西侧的小岭附近，长约0.7km。走向约北东25º。倾向82º，落差约10～22m。该断层地表显示及其清晰。斜切了山西组至上石盒子组下部地层。致使标志层大紫泥岩，砂锅窑砂岩地表位移(上盘南移)达100余m。切割基岩处均有发育的破碎带，中有角砾岩、断痕面，且显示着清楚的断层面。3、构造对井田的影响井田内较大的呈北西向展布的断裂控制井田边界，如卧单山断层（F44）、纸坊断层（F42）构成了井田西北部边界，井田东北部分布的暴雨山断层（F18）、F4对煤层的连续性造成破坏，对煤层厚度变化有局部影响，井田内纸坊断层、卧单山断层落差较大外，井田其余断层落差均较小，构造复杂程度为简单。4、岩浆活动矿井内未发现岩浆岩。二、煤系地层本井田含煤地层属石炭、二迭系。从老到新，依次为石炭系上统太原组、二迭系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组，总厚度为624.11m。含煤九组，计34层。煤层总厚为11.33m，含煤系数为1.82%，二1煤层赋存于二叠系下统山西组下部，层位稳定，结构简单，煤厚0～12.78m，平均3.504m，全区大部可采，煤层稳定程度属较稳定型。煤层埋深20～760m，赋存标高+350～-200m。三、煤质-141- 二1煤层为灰黑色粉状。原煤灰分（Ad）9.54～28.50%，平均17.41%，原煤全硫(St,d)1.50～2.78%，平均2.03%，磷含量平均0.007%，灰熔融性软化温度（ST）1370℃，原煤干基恒容低位发热量（Qnet，d）27.80MJ/kg，浮煤干燥无灰基挥发分（Vdaf900℃）为13.56%，粘结性指数（G）为0。属低中灰、中高硫、特低磷、高熔灰分、高热值、中等可选粉状贫煤类，适宜动力及民用。四、水文地质公司二1煤层以顶板孔隙裂隙含水层充水为主，但随着开采的深入，岩溶水将是主要充水水源，故井田二1煤层水文地质勘查类型属第三类第二亚类一型。经矿井涌水量预算，+50m水平预计未来矿井二1煤层正常涌水量为200m3/h，最大涌水量为300m3/h。未来矿井(-200m)二1煤层正常涌水量为395m3/h，最大涌水量为700m3/h。五、其它开采技术条件二1煤层顶板以细、中粒砂岩为主，次为泥岩、粉砂岩，抗压、抗拉、抗剪强度较高，工程地质条件属中等；底板以泥岩为主，易产生底鼓，工程地质条件差。本区属突出矿井，需加强通风、防突和监测工作。煤尘有爆炸危险性，煤层不易自燃，矿井位于正常地温梯度区，无热害影响。六、资源/储量估算结果根据地质报告可知，全井田二1煤资源量20.275Mt，已累计动用资源量0.93Mt，剩余保有资源量19.345Mt。经计算，矿井+50m水平以下区域的二1煤可采储量为8.318Mt。按照产业升级后0.60Mt/a的生产能力，储量备用系数取1.3，则全矿井服务年限为10.7a。-141- 第三节矿井生产现状一、矿井现状1、井田开拓方式公司开拓方式为三斜一立。排矸斜井（原老主斜井）、副斜井、皮带主斜井进风，回风立井回风。2、水平划分及标高矿井现生产水平标高为+50m，+50m水平以下采用采区下山开拓，在-200m水平设辅助采区车场，以解决采区通风、排水和辅助运输。3、大巷布置井下+50m水平运输大巷东大巷长1100m，西大巷长570m,井下所辅道轨为30kg/m轨道，大巷运输采用蓄电瓶电机车牵引。4、采区划分及接替（1）采区划分及开采顺序井田+50m以上原划分为三个采区，根据煤层赋存条件和现有的开拓布置情况，井田+50m水平以下范围划分为一个中央双翼采区，工作面由上而下两翼顺序接替。5、井筒（1）排矸斜井（原老主斜井）：斜长900m,坡度26°，断面8.6m2，井口标高均为+391，井底标高+50m。作为矿井的进风井，井筒内布置1趟排水管，拟在老主斜井改造成单码箕斗提升运输，担负全矿井排矸提升任务。（2）副斜井：斜长778m，坡度26°，井筒净宽3.0m，断面7.6m2，井筒提升设备改为一台JK-3.0×2.2E型单绳缠绕式提升机，配660V500W-141- 742r/min交流变频电动机，配备1t固定式矿车。目前担负全矿井提人、下料等辅助运输任务，并作为矿井的进风井。井筒内布置1趟压风管、1趟洒水管、2趟排水管、动力电缆及通信电缆。拟在斜井井筒内安设架空乘人装置，担负人员运送及下料任务。（3）回风立井：井深126m，井筒直径3.0m，井底标高+265m，担负全矿井的回风任务。（4）皮带主斜井：斜长906.9m，倾角24.5°，井筒净宽3.4m，断面8.6m2，井筒提升设备为1000mm带式输送机。担负全矿井的主提升任务，同时作为矿井的进风井。井筒内布置1趟瓦斯管、1趟压风管和1趟洒水管。二、提升、通风、排水和压缩空气设备（一）提升设备1、皮带主斜井提升设备皮带主斜井采用带式输送机提升，带式输送机长L=951m，倾角δ=24.5°，运量Q=400t/h，带宽B=1000mm，带速v＝3.15m/s，采用头部集中驱动，尾部重车拉紧装置，头部驱动电机为3×450kW，驱动装置按2:1配比安装，正常运行功率配比1:1，其中1台备用，驱动采用高压变频软启动装置。2、排矸斜井（老主斜井）提升设备排矸斜井利用原有设备，即：1套2JK-3×1.5E型3m直径双滚筒单绳缠绕式提升机，其最大静张力为130kN，最大静张力差为80kN，配套减速比为20的行星轮减速器，配套660V、355kW、720r/min的YP400L-8型电动机一台；提升容器为JX-4型4t箕斗，目前已暂停提升，拟改造成单码箕斗提升运输，担负全矿井排矸提升任务。。3、副斜井提升设备副井提升提升容器MGC1.1型、1t、600mm轨距固定式矿车；设备选用1套JK3.0×2.2E型3m直径单滚筒单绳缠绕式提升机-141- ，配套电机选用YP450L-8型交流变频电动机1台。拟在副斜井井筒内安设架空乘人装置，担负人员运送及下料任务。（二）通风设备本矿井通风设备选用AGF606-2.44-1.2-2型轴流式通风机2台，其中1台工作，1台备用，每台通风机配套1台8极，6kV，500kW电动机。（三）排水设备1、-200m水平泵房排水设备本矿井主排水设备选用1台MD580-60×5型矿用耐磨离心式排水泵，每台排水泵配套1台YB2系列4极6kV、710kW矿用防爆电动机；2台MD580-60×11型矿用耐磨离心式排水泵，每台排水泵配套1台YB2系列4极6kV、1600kW矿用防爆电动机。2台MD580-60×11型排水泵中1台作为工作泵、1台作为检修泵，1台MD580-60×5型排水泵作为备用泵，结合建设单位意见，在泵房内预留1台MD580-60×5型排水泵的安装位置。直排排水管路先用1趟D377×19型无缝钢管，转排排水管路选用1趟D377×10型无缝钢管，两趟排水管路均分段选择壁厚；正常涌水期1趟直排管路运行，最大涌水期2趟管路同时运行。2、+50m水平泵房排水设备矿井+50m现有主排水泵房布置有3台200D43×9型主排水泵，其中1台工作，1台备用，1台检修，每台水泵配备1台YB2系列4极6kV、450kW矿用防爆型电动机；以及1台MD450-60×7型多级离心泵，配800kW矿用防爆型电动机。排水管路为沿副井井筒敷设的2趟D219×5无缝钢管，正常涌水期1泵1管工作，最大涌水期2泵2管工作。-141- （四）压缩空气设备本矿井空压机房内安装4台空压机，其中：2台L132C-09A型空压机，供气量20.2m3/min；1台BLT-175A型空压机，供气量23.6m3/min；1台LEK110A1型空压机，供气量20.6m3/min。三、供电及通信（一）地面供配电1、高压配电系统（1）工业场地新35kV变电所工业场地新35kV变电所，以6kV向井下中央变电所（2回）、井下采区变电所（初期2回，后期上综采后3回）、生产系统变电所（2回）、通风机房（2回）、瓦斯抽采站（2回）、高压电容补偿装置（2回）、动力变压器（2回）配电。（2）生产系统6kV变电所生产系统6kV变电所，以6kV向排矸斜井（老主斜井）驱动机房（2回）、副井绞车房（2回）、动力变压器（2回）供电。2、低压配电系统（1）工业场地新35kV变电所内低压工业场地新35kV变电所内设2台动力变压器为S11-M-1250/66/0.4kV1250kVA，正常时2台同时运行，负荷率为0.45。低压选用GCS型低压抽出式开关柜，以380V双回路向现有主井空气加热室、副井空气加热室、锅炉房、生活污水处理、矿井排水处理及消防供水泵房、电机车充电室、所用电等动力用电设备配电；以380V单回路向机修间、综采设备库、办公楼、综合楼等动力及室内外照明用电设备配电。以380V1对1方式直接向空压机供电。-141- （2）生产系统6kV变电所生产系统6kV变电所做共二层，一层设6kV高压室、6/0.4kV变配电室，二层设高压变频器室及控制室。6/0.4kV变配电室内选用2台SCB10-630/66/0.4kV630kVA干式变压器，正常1台运行1台备用，负荷率0.66，当1台变压器故障时，另1台变压器可以保证该变电所全部低压用电负荷正常运行。低压侧采用单母线分段接线方式，低压柜选用GCS系列抽出式开关柜,共10台。低压侧设无功自动补偿装置，补偿200kvar，补偿后功率因数0.92。生产系统6kV变电所做为生产系统主变电所，主要承担主斜井井口房、准备车间、露天储煤厂等高低压设备用电，同时为副井绞车房提供2回6kV高压电源、2回380V低压电源，为皮带主斜井空气加热室提供2回380V低压电源，为储煤场除尘设施、地磅房、排矸系统等各提供1回380V低压电源。（二）井下供配电1、井下电压井下电压等级：6kV、1.14kV、0.66kV、0.127kV。2、井下供配电系统井底车场毗邻主排水泵房处设有中央变电所，并在采区毗邻采区水泵房处新增设采区变电所，同时，分别在炮采工作面、顺槽带式输送机、综掘工作面、普掘工作面、采区提升机房、下山输送机等处设置配电点。当后期井下上瓦斯抽采设备时，从原有中央变电所引2回6kV电源线至瓦斯抽采设备配电点。3、井下照明及接地井下照明电压为127V，井下各变电所、机电硐室、主要巷道、-141- 顺槽等均设固定照明，井下主接地极设置在原排水泵房水仓中，辅助接地极设在巷道的水沟内，在采区变电所附近的采区水仓及各配电点均设置局部接地极，并形成不间断的井下接地网。（三）综合自动化控制1、主运输带式输送机监控系统主运输带式输送机系统，采用PLC集中控制系统，并设置监控计算机。系统采用逆煤流延时起车，瞬时停车方式，设备之间相互闭锁，并设有起车、停车、事故和联系信号。2、矿井提升监测监控系统副斜井提升机采用交直交变频传动方式，采区提升机采用交流变频传动方式。具有以下监控功能：提升信号显示系统、提升保护、综合后备保护、故障自诊断、行程、速度图、开车准备状态，控制系统状态、高低压电源回路、安全回路等实时显示以及报表打印功能。3、主排水控制系统主排水泵房的排水泵主电机，由井下中央变电所一对一供电。在水泵房设有就地操作箱，水泵手动启停。4、矿井主通风机监控系统在通风机房设置整套负压、风量监测装置。通风机控制手动工作方式。手动方式在配电柜上直接操作。5、排水系统控制本矿井分别在矿井排水处理站、生活污水处理站和供水泵房分别配备以可编程控制器(PLC)为核心的控制装置。在水池中设有液位控制器，根据水池水位高、低，自动开停水泵。工作设备故障时，备用设备自动投入。实现矿井排水处理系统设备、生活污水处理系统设备等的集中控制，统一管理。-141- 6、矿井安全监测监控系统矿井安全监测监控系统实时监测监控井下甲烷(瓦斯)气体、一氧化碳、风速、温度、负压、烟雾等各项矿井环境参数和井上下主要生产环节的各种生产参数和主要设备的运行状态。井下瓦斯抽采站配置KJ70N瓦斯抽放监控系统，主要针对煤矿瓦斯抽采及利用中的管道工况参数、环境参数、供水参数、供电参数、供气参数等进行实时监测及部分参数计量。10、人员定位系统为了保证下井人员的安全，及时了解当前井下人员的数量及分布情况，矿井配备了矿用人员定位系统。确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况。11、矿井工业电视系统矿井视频监视系统，选用矿用工业电视系统。实现地面和井下主要生产环节及地面重要地点安防的视频监控。矿井各系统已达到矿井技改后的需要验收的标准。截止2013年5月份，除因锅炉脱硫除尘设备需维修更换，环评单项验收未进行外，已完成其余所有单项验收，并与2013年5月份进入为期5个月的试运转，后经河南能源局批复，将试运期又延长6个月。“3·21”事故发生后，试运转和环评单项验收均停滞。第二章防治煤与瓦斯突出第一节煤层瓦斯赋存特征及瓦斯参数测定一、煤层瓦斯赋存特征公司瓦斯的赋存情况呈现如下特点：1、瓦斯分带较明显。自二1-141- 煤层露头向深部依次出现了瓦斯风化带和瓦斯带。分化带方向大致与煤层走向呈平行或斜交。但在井田中部15勘探线附近，瓦斯成分与含量较高，无瓦斯风化带。瓦斯风化带大体在煤层底板标高+100m以上，沼气成分＜80%，含量在4.0m3/t以下。+100m水平以下属瓦斯带，沼气成分＞80%，含量为4～12.74m3/t。2、瓦斯含量与煤层厚度有一定的关系。在同一深度，若地质条件相同而煤层厚度大，则有利于瓦斯的生成和保留，因此，瓦斯含量高。反之，煤层厚度越小，瓦斯含量越低。3、瓦斯含量随着煤层埋藏深度的增加而增高。但由于井田内瓦斯地质条件的差异，瓦斯含量梯度的增减有所不同。14勘探线以西为瓦斯正常区，瓦斯含量界于3.19～10.71m3/t之间，平均垂深每增加100m，瓦斯递增2.54m3/t；14～18线之间为瓦斯富集区，瓦斯含量为2.24～12.74m3/t，平均垂深每增加100m，瓦斯递增5.88m3/t；18线以东为瓦斯放散区，含量在0～5.49m3/t之间变化，平均垂深每增加100m，瓦斯递增1.35m3/t。4、瓦斯含量与地质构造有关。井田内由于各区段地质构造存在着差异，使煤层瓦斯的赋存情况较为复杂。井田东部和西部的瓦斯含量低即与东、西两端的构造相对比较复杂有关。大郭沟断层虽为压扭性逆断层，但由于在挤压过程中，地层受牵引力强，张性裂隙发育，瓦斯容易逸散。加之派生的一些低序次小断裂的存在，不仅使煤层受到了切割，也为瓦斯的逸散开辟了通道，因而形成了瓦斯排泄区。中部构造简单，释放条件差，储气条件有利，相对成为富集区。总之，煤层露头覆盖层条件差者，瓦斯易于放散，顶板为泥岩的有利于瓦斯的集存，煤层厚度大时瓦斯含量相对较大，而断裂附近则瓦斯含量小。-141- 二、二1煤层瓦斯参数实测情况科研院所、平煤股份瓦斯研究所先后在井田西部、中部、下延采区、东部多处实测了瓦斯参数。测定结果为：东部：瓦斯含量3.7624～11.6752m3/t，瓦斯压力0.25～1.35MPa。中部：瓦斯含量2.67～6.31m3/t，瓦斯压力0.14～0.52MPa。西部：瓦斯含量1.45～2.28m3/t，瓦斯压力0.15～0.24MPa。下延采区：瓦斯含量4.915～11.682m3/t，瓦斯压力0.2～1.6MPa。详细数据如表2所示。表2公司部分瓦斯压力、含量测定参数表地点标高（m）瓦斯含量（m3/t）瓦斯压力（MPa）东部二1-11070机巷底抽巷200m-6.597.46070.7二1-11070机巷底抽巷400m-7.23.76240.25二1-11070机巷底抽巷600m-711.67521.35二1-11090机巷底抽巷200m397.24570.9二1-11090机巷底抽巷400m505.10350.5二1-11090机巷底抽巷600m644.60650.43二1-11090风巷底抽巷200m878.18841.15二1-11090风巷底抽巷400m1204.75340.45二1-11090风巷底抽巷600m1203.97520.35中部二1-11170风巷55米处413.7710.4511160机5测点向里5m处下帮-34.24由朗格缪尔公式反推瓦斯压力为0.14~0.5211160机5测点向里15m处下帮-44.6311160机5测点向里25m处上帮-56.3111160机10测点向里6m处下帮83.4411160风15测点以外7m处下帮495.0511160风8测点向里20m处下帮452.9511160风8测点向里50m处下帮465.2211160机巷绕巷向里32m处±05.430.2411160切眼距风巷18m处405.37未测定11170切眼拐角正前方向252.67未测定11采区轨道下山水仓口处±05.260.181-1采区轨道下山水仓口以外15m处±05.580.18西部12020机巷口里130m迎头+51m1.89未测定12020风巷口里120m迎头+96m2.280.2412020机巷口+641.450.15下延下延采区轨道下山±04.9150.4下延采区轨道下山-647.99320.8下延采区轨道下山-1009.6531.1下延采区轨道下山-15011.6821.6下延采区轨道下山-2009.360.55下部瓦斯参数测试巷开口处-141.90380.2-141- 第二节突出危险区域管理情况一、煤与瓦斯突出矿井情况公司二1煤层共发生煤与瓦斯突出2次（见表3），突出煤量13t、970t，突出瓦斯量500m3、31000m3。表3公司历次煤与瓦斯突出情况统计序号突出时间突出位置标高（m）煤量（t）瓦斯量（m3）突出类型12004.10.1611140运输上山+10213500压出22014.03.2121010机巷-5697031000突出根据2004年10月16日在公司井田东翼的11140运输上山距11140机巷口约54m左右发生了瓦斯动力现象，压出煤量约13t，瓦斯涌出量估计约500m3，吨煤瓦斯量为38.5m3/t，此处标高+102.1m。2008年河南省煤炭工业管理局根据科研院所煤矿提供《矿业有限公司煤与瓦斯突出矿井鉴定报告》，省局批准矿业有限公司为煤与瓦斯突出矿井，开采的二1煤层为煤与瓦斯突出危险煤层。二、突出危险区域管理根据《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》及《河南省强化煤矿安全生产暂行规定》第四条：煤与瓦斯突出矿井严禁划分非突出危险区。公司全井田范围内按突出危险区管理。第三节瓦斯防治技术路线一、矿井安全生产管理定位按照《河南省人民政府办公厅关于转发河南省高瓦斯和煤与瓦斯突出煤矿分类管理实施意见的通知》的分类标准及认定要求。具有下列情形之一的，属Ⅰ类管理区：（1）煤层瓦斯压力≥1.5MPa或煤层瓦斯含量≥15m3/t的采掘区域；-141- （2）发生过冲击地压或煤与瓦斯突出(或爆炸)事故的采区及相邻采区；（3）冲击地压威胁严重,地质构造复杂,地应力集中区；（4）突出煤层、突出危险区石门揭煤；（5）开采垂深在800米以上的采掘区域；（6）未按规定进行矿井地质报告修编或瓦斯等级鉴定的矿井。公司二1煤层深部实测瓦斯压力最高达1.6MPa，且发生了煤与瓦斯突出事故，因此公司分类管理等级由原来批复的Ⅱ类矿井自动升级为Ⅰ类矿井，严格按照Ⅰ类矿井管理和进行瓦斯治理。升级为Ⅰ类矿井后将要做的工作：1．严格按照Ⅰ类矿井定位矿井产量，按照规定提取和使用安全生产费用。2．进一步规范和完善安全生产管理规章制度。3．规范矿井瓦斯地质管理，及时收集、分析瓦斯参数，丰富和完善矿井瓦斯地质图，突出区域回采工作面抽采达标评判前，必须绘制出回采区段瓦斯地质图，作为评判的依据之一，确保安全生产。4．进一步规范瓦斯参数测定工作，石门揭煤，采煤工作面原始参数及抽采达标评判所测残余参数，随采掘延伸增加测定的瓦斯参数为依据，瓦斯赋存状况需要测定的瓦斯参数，为指导设计和措施制定需测定瓦斯参数，由中国平煤集团瓦斯研究所测定，其他参数由公司根据安全需要自行测定，用以指导生产。5、生产活动期间，合理部署，尽量避免形成应力集中区，在矿压显现区及地质构造区域施工时，要采取打钻、松动爆破等措施进行应力释放，超前防治地应力灾害。二、矿井瓦斯治理思路-141- 1．坚持“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”瓦斯综合治理方针。2．全面贯彻落实“区域防突措施先行，局部防突措施补充”的原则，着力构建“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”十六字瓦斯综合治理工作体系，达到“工程措施施工、技术措施制订、职工思想防范”三超前要求。3．实施穿层钻孔预抽煤层瓦斯，并采用水力冲孔等措施进行增透，提升瓦斯抽采效果，实现瓦斯综合治理工程与安全生产有机统一，推动矿井瓦斯治理工作再上新水平，最终实现安全发展。4、以科技进步为支撑，加大安全投入，推广应用新技术、新工艺、新设备，保证瓦斯治理的先进性和适用性。三、瓦斯区域治理方案的确定《防治煤与瓦斯突出规定》中明确指出，瓦斯区域治理大体分为保护层开采和预抽煤层瓦斯两个类型，且应优先选择保护层开采。公司二1煤层底板以下平均26m处赋存有一7煤层，因此提出两种瓦斯区域治理方案。方案一：开采一7煤层作为二1煤层的下保护层（1）保护层煤层赋存条件差。保护层煤层赋存不稳定，发育较差的偶尔可采煤层，走向方向分布数量不等落差在2～5米的断层；且受断层影响，难以布置工作面。（2）保护层开采难度大。保护层煤层薄，其顶板为L7灰岩，底板为砂质泥岩，由于保护层煤层薄，采面支护工艺难以采用液压支架或悬移支架进行支护，只能使用单体液压支柱进行支护。回采期间采空区内30米处于悬顶状态，顶板坚硬难以垮落。工作面条件差，劳动强度大，矸石采出率高（60%以上），工作面循环慢（采面推进每月不足20米）。-141- （3）采面生产组织困难。公司曾在东区布置过保护层煤工作面，但因采面顶板坚硬、不垮落，采面推进困难，管理难度大被迫放弃停采回收。相邻矿井宝雨山矿曾进行过保护层煤保护层开采，由于受煤层赋存不稳定、回采安全管理困难，将机械化采煤工艺等更改为炮采，最终放弃对保护层开采。（4）保护层巷道施工穿层钻孔困难。由于顶板为L7灰岩，其中有6~8米的岩性为L7燧石灰岩，硬度系数在10以上，钻孔穿过该岩段用时耗材量大，经施工部分钻孔统计，平均每施工一个穿层钻孔，需要3~5个岩石钻头，用时4~5个小班。方案二：预抽煤层瓦斯根据公司煤层综合柱状图、含煤地层的特征及地质勘探钻孔等资料查明分析，在二1煤层底板以下12～16m的层位含有其厚度在1.6~3.0m的砂质泥岩，一7煤层顶板以上6~8m为燧石灰岩。依据《中国平煤集团底板抽采巷交接验收管理规定》（中平【2014】195）第一条第二款要求：底板抽采巷布置层位选择要有利于快速掘进作业线施工、有利于区域（穿层）钻孔施工，巷道与突出煤层应留设不小于10m的隔离岩柱（地质破碎带应合理增加），且必须执行超前探测地质构造措施，防止误揭突出煤层。因此公司采取在二1煤层底板以下12～16m的砂质泥岩岩层内布置低位岩石巷掩护煤巷掘进，回采区域采用顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯（本煤层钻孔）预抽煤层瓦斯。综上所述，公司目前不具备保护层开采条件。故采煤工作面选择顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯，掘进工作面选择低位巷穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域治理方案。四、瓦斯防治技术路线-141- 1、煤巷掘进区域：在距二1煤层底板以下12～16m的岩层内布置低位岩巷，采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域治理措施，同时根据瓦斯赋存的状况采用水力冲孔措施进行卸压增透，降低煤层承压力。2、回采区段：在风巷、机巷施工倾向顺层钻孔预抽回采区段煤层瓦斯。煤层厚度≤2.0m，钻孔布置1排；2m＜煤层厚度≤6m时，钻孔布置2排；6m＜煤层厚度≤8m时，钻孔布置3排，钻孔孔径均为113mm，风巷下行钻孔和机巷上行钻孔交叉长度不小于10m。3、石门揭煤：石门揭煤巷道距离突出煤层的最小法向距离小于10m时（在地质构造破坏带为小于20m时），必须边探边掘，确保最小法向距离不小于5m。在揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距离10m之前，应当至少打两个穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于0.5m的前探取芯钻孔，并详细记录岩芯资料。当需要测定瓦斯压力时，前探钻孔可用作测定钻孔；若二者不能共用时，则测定钻孔应布置在该区域各钻孔见煤点间距最大的位置。在揭煤前实测瓦斯参数，经区域预测具有突出危险性时，距突出煤层最小法向距离7m之前采取区域防突措施，必要时采用水力冲孔、水力割缝等措施进行增透，提高瓦斯预抽效果，并进行效果检验，直到效果有效为止。距突出煤层最小法向距离5m前再进行区域措施验证（效检），验证（效检）有突出危险时，实施工作面防突措施并进行工作面措施效果检验，直到措施有效。-141- 区域验证无突出危险或在采取工作面防突措施并效检有效时，边探边掘至距突出煤层最小法向距离1.5m时，再次进行工作面验证（效检）。验证（效检）有突出危险时，再次实施工作面防突措施，直到验证为无突出危险。未能一次揭穿煤层时，继续执行揭煤安全技术措施并直至进入煤层顶板或底板5m以上，揭煤全过程结束。六、瓦斯抽采钻孔的布置方式1.煤巷掘进条带预抽钻孔（以二1-21010机巷低位抽采巷为例）（1）低位抽放巷布置方式被掩护煤巷与低位抽放巷平距为帮对帮1m，二1煤层底板与抽放巷顶板垂距不小于10m内错布置，抽放巷与煤巷施工方位角相同，在低位抽放巷内向煤巷掘进工作面煤体超前进行打钻卸压和抽放。（2）穿层钻孔布置方式穿层钻孔布置要求：穿层钻孔根据《防治煤与瓦斯突出规定》控制煤巷掘进工作面低位两帮轮廓线外各15m要求和西安科技大学测定公司二1煤层瓦斯抽放半径2.5m（预抽期30天）的标准，（见测定结论附件1）进行钻孔设计：穿层钻孔孔径为Φ89mm，每组布置11个穿层预抽钻孔、每组钻孔组间距4.0m，穿层钻孔终孔间距5m，穿过煤层进入顶板1.0m，穿层钻孔控制到煤巷掘进工作面两帮底板轮廓线外不小于15m。（具体见穿层钻孔布置示意图和穿层条带预抽钻孔布置参数表）-141- 穿层钻孔断面示意图穿层钻孔平面示意图穿层条带预抽钻孔布置参数表孔号开孔位置垂直角度（º）见煤点（m）孔深（m）1#距右帮1.73m右仰角5220.5928.652#距右帮1.38m右仰角5817.6424.723#距右帮1.08m右仰角6614.9721.184#距右帮0.83m右仰角7712.7418.235#距左帮2.05m左仰角8811.1816.166#距左帮1.55m左仰角7110.5015.307#距左帮0.92m左仰角5410.2915.778#距左帮0.12m左仰角3911.8417.329#左帮距底板2.71m左仰角2814.3420.5510#左帮距底板2.35m左仰角2017.2924.3711#左帮距底板2.10m左仰角1420.4628.51-141- （3）卸压增透措施采用水力冲孔作为卸压增透措施，钻孔布置设计为:布孔个数：5个/每组布孔位置：其中一个孔位于预掘煤巷工作面中部，其余冲孔位置每间隔一个穿层钻孔作为水力冲孔。单孔煤量：每米煤厚冲煤1吨；水力冲孔钻孔冲出总煤量不低于该范围储量的1%。（具体见水力冲孔钻孔平面布置示意图）水力冲孔钻孔平面布置示意图（4）钻孔封孔方法钻孔封孔前，采用压风或水清理干净封孔段内的煤、岩粉。穿层抽采钻孔封孔深度距见煤点0.5m位置进行封孔，封孔段长度不小于5m。孔内全孔深下抽采支管，其中见煤段下筛网管。钻孔封孔采用Φ50mm且具有一定强度的管材封孔。封孔采用“两堵一注”带压封孔工艺。（具体见穿层钻孔封孔示意图）穿层钻孔封孔示意图-141- 2.回采区域顺层预抽钻孔采面机、风巷均采用倾向顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施。本煤层预抽钻孔间距按西安科技大学测定公司二1煤层瓦斯抽放半径2.5m（预抽期30天）的标准确定。（1）倾向顺层钻孔布置方式自采面上安全出口向外5m处、采面下安全出口向外6m处开始布置钻孔，然后向外每隔4m施工一个顺层预抽钻孔，煤层厚度≤2.0m，钻孔布置1排；2m＜煤层厚度≤6m时，钻孔布置2排；6m＜煤层厚度≤8m时，钻孔布置3排，钻孔孔径均为113mm，钻孔搭接交叉长度不小于10m。（具体见预抽回采区域煤层瓦斯措施布置示意图）预抽回采区域煤层瓦斯措施钻孔俯视示意图预抽回采区域煤层瓦斯措施钻孔断面示意图（2）钻孔封孔方法钻孔封孔前，封孔段内的煤、岩粉必须用压风或水清理干净。下行钻孔有积水时孔口20m范围内的积水必须排除。钻孔封孔采用Φ50mm且具有一定强度的管材封孔。顺层抽放钻孔下抽采支管40m，钻孔封孔深度不小于15m，封孔段长度不小于8m，其中封孔深度以内20m下筛网管，封孔采用“两堵一注”带压封孔工艺。（具体见顺层钻孔封孔示意图）-141- 上行顺层钻孔封孔示意图下行顺层钻孔封孔示意图七、区域措施效果检验1.煤巷掘进条带（1）采用直接法进行区域措施效果检验方法，效检指标选定为煤层残余瓦斯含量临界值为6m3/t，煤层残余瓦斯压力0.5Mpa.（2）效检打钻期间出现喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，则此检验测试点周围半径100m内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区。（具体见区域效果检验钻孔布置示意图）-141- 区域效果检验钻孔平面布置示意图区域效果检验钻孔断面布置示意图区域效果检验孔参数表孔号开孔位置垂直角度（º）孔径（mm）孔深（m）1#距右帮0.95m右仰角5489222#距左帮1.55m左仰角7189123#左帮距底板2.16m左仰角1589222.回采区域效果检验（1）采用直接法进行区域措施效果检验方法，效检指标选定为煤层残余瓦斯含量临界值为6m3/t，煤层残余瓦斯压力0.5Mpa.（2）最后一个钻孔预抽时间不少于6个月、吨煤钻孔量达到厚煤层大于0.15m/t；中厚煤层大于0.25m/t；薄煤层大于0.5m/t。（3）效检打钻期间出现喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，则此检验测试点周围半径100m内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区。-141- 预抽回采区域煤层瓦斯措施检验测试点平面布置示意图预抽回采区域煤层瓦斯措施检验测试点断面布置示意图八、松动爆破为有效降低工作面异常区段地应力，在工作面执行松动爆破安全技术措施。该措施为消除应力异常区段对工作面的危害，因此除在初采初放期间执行外，其它区域的执行及其执行范围由防突部门根据现场应力变化情况确定。松动爆破措施参数设计另外编制单项措施。九、突出危险区域石门揭煤工作流程1、距突出煤层最小法向距离10m之前，地质构造复杂、岩石破碎的区域，最小法向距离20m之前，采取物探和钻探手段，准确掌握煤层产状和瓦斯地质情况，并进行区域突出危险性预测，测定煤层瓦斯含量和瓦斯压力。2、距突出煤层最小法向距离7m前执行区域防突措施，直至措施有效。3、距突出煤层最小法向距离5m前进行区域措施验证，验证有突出危险时，继续执行区域防突措施，直至措施有效。4、距突出煤层最小法向距离2m时再次进行区域措施验证，验证有突出危险时，执行局部防突措施，直至措施有效，最后按照远距离爆破的要求执行揭煤安全技术措施并直至进入煤层顶板或底板5m以上，揭煤全过程结束。-141- 第四节停产采掘工作复工复产方案一、停产采煤工作面复工复产方案“3·21”事故后，公司全面停产，停工停产的采掘头面有：二1-12000采面、二1-21040采面、二1-11090备用采面、二1-21010机巷掘进工作面、二1-21010风巷掘进工作面、二1-21060机巷掘进工作面。为吸取事故教训，认真落实《河南省煤矿防治煤与瓦斯突出规定十项措施》和《河南省强化煤矿安全生产暂行规定》（豫政〔2014〕63号），公司对于停产的采面重新实测瓦斯参数预测，并施工部分钻孔卸压，有效释放工作面地应力。停掘的掘进工作面重新设计以低位岩巷穿层岩石巷道，预抽煤巷掘进条带煤层瓦斯的进行区域治理。因此，针对二1-12000采面和二1-21040采面，复工复产前重新进行瓦斯参数测定，瓦斯压力大于0.5MPa或瓦斯含量大于6m3/t时，采用顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施进行瓦斯综合治理。所测瓦斯压力小于0.5MPa且瓦斯含量小于6m3/t时，采用施工顺层钻孔卸压释放地应力。对停掘的二1-21010机巷、二1-21060机巷停止掘进，重新编制审批《掘进工作面专项防突设计》，采用低位岩巷穿层预抽煤巷掘进条带煤层瓦斯的区域治理措施掩护煤巷掘进，同时根据瓦斯赋存的状况采用水力冲孔措施进行卸压增透，降低煤层承压力。（具体见附件瓦斯治理方案及区域防突措施）第五节复工复产前各专业战线工作及工程排队计划-141- 按照2014年11月21日河南省公司复工复产验收组检查的复工复产问题，结合河南省出台的强化全省煤矿安全生产措施下发的《河南省煤矿防治煤与瓦斯突出规定十项措施》和《河南省强化煤矿安全生产暂行规定》（豫政〔2014〕63号）文件要求。公司结合矿井各大系统实际情况以及检查出的问题，机电运输战线针对提升运输系统改造、供电系统的改造、各类大型设备的检修、调试以及机电运输战线的各项质量达标等工程和工作进行了计划排队；采掘战线按照复工复产的采掘头面存在不达标工程质量、安全防护措施不完善以及矿井通风系统不完善的维修、扩修等工作进行了计划排队；一通三防战线针对矿井的复工复产采掘头面瓦斯治理及达标评价、“一通三防”设施不完善、抽采系统完善、通风质量标准达标等工作进行了计划排队。具体复工复产前各专业战线工作及工程排队计划见表：公司复工复产前各专业战线工作及工程排队计划表专业战线工作项目名称序号工作内容工作量工程量完成时间责任人机电运输战线皮带主斜井高强皮带1高强皮带减速机安装；1项12月30日张建昌2皮带跑偏从上往下按照中心线进行调整；皮带机刮煤器整改、电机、减速机注油；高强皮带机尾整改；高强皮带沿途拉线开关、送话器进行检修、恢复；4项12月12日冯爱国主要通风机1检修1#风机、安装2#风机缺少的配件（风叶调整机构、温度传感器、联轴器调整螺丝）；2项12月20日张建昌2复工复产前，必须将2台风机调整完好；2台12月30日付永峰3主扇房风机低压切换开关更换；1台12月25日张建昌主、副井绞车1在复工复产前，对绞车闸盘检修一遍；1项12月30日付永峰空压机1各种保护试验灵敏，空压机本体文明生产达标；2项12月25日陈占民锅炉1锅炉房墙体刷白、更衣室刷白、裸露的管子进行包装、室内卫生打扫、锅炉机身刷漆、操作台刷漆包括室外文明达标、锅炉边道路硬化全部达标工作；4项12月20日米社朝张国民2锅炉引风机改造工作；1项12月10日张建昌张国民-141- 猴车1猴车安装、调试运行；猴车硐室、地平、房子、管理牌板吊挂整个系统达标；1项15年1月20日杨光远矸石山1铺设轨道、移矸石等文明达标工作；2项12月20日冯爱国平地车间1各车间电缆桥架、设备摆放等文明达标工作；2项12月25日米社朝大型设备1大型设备准运证在25日前必须到位；1项12月25日张建昌中央变电所、泵房1扩修、喷浆完成后，进行刷平、喷白、打地坪、砌水沟；5项12月25日史振标2改造完成后进行高爆开关更换工作；摇测高压电缆，绝缘低的全部更换；变压器安装轮子、室内铺轨道；用镀锌扁铁、钢绞线更换主接地极；设备安装完后硐室全面达标；5项12月29日付永峰杨新生34#泵电机更换；泵房设备、管子用钢刷子、砂轮外表除锈、刷漆，牌板更换；3项12月25日杨新生4在复工复产前，中央泵房到老主井排水管子先埋入水沟入地，要求水沟内水流方向向老主井流，管子全部焊接，刷防锈漆（刷2层：防锈漆、沥青漆）；3项12月30日付永峰皮带主斜井二部皮带1地平硬化；机头护板改造加长；开关检修、电机、减速机注油、机尾清理；所有接口重新钉扣、皮带200m进行更换；4项12月25日冯爱国液压翻笼翻笼护栏加固整改；内侧匝道退除；更换液压油泵、开关检修；3项12月20日冯爱国采区变电所1各个变电所达标工作；西区变电所用草酸进行处理清洁；2项12月20日杨新生2西区清水泵房彻底进行改造、达标；2项12月20日付永峰排矸斜井1轨道调校（落道、调道）；排水沟改造到右侧水沟；2项12月30日冯爱国史振标2井口卸载装置、井底装载装置改造；给煤机电机、变速箱安装；2项12月20日冯爱国3硐子内照明灯安装、恢复信号系统、恢复井口、井底视频探头；3项12月30日冯爱国4检修安装地滚、保证地滚不积水（上面铺皮子）；50个12月30日冯爱国5复工前对箕斗车进行更换；翻车机的安装，包括电控系统安装；2项15年1月29日冯爱国6主井底清理、扩修；清煤斜巷落底、铺道；2项12月30日冯爱国史振标下延采区轨道下山1地滚更换；沿途管子架整改；水沟、片盘口立辊、巷顶淋水处理；3项12月30日冯爱国2.5m车房1设备除锈、刷漆、文明达标工作；2项12月25日杨新生运输大巷1复工复产前大巷水沟盖板全部整改完成；大巷轨道重新进行调整。2项12月30日冯爱国副井硐子1轨道调道、做水沟、两边硬化、道中心铺石子、制作台阶；200米12月30日冯爱国井下电气1复工复产前对井下所有电缆、接线盒、开关检修一遍；1项12月30日杨新生煤仓1利用注浆处理高强皮带上部煤仓（+50煤仓）仓壁淋水问题；1项12月30日　中央变电所1扩修、喷浆；35米12月31日史振标-141- 采掘战线副井底车场1扩修、喷浆；55米15年1月29日史振标二1-21010风巷1处理烂帮烂顶、局部棚维修；85米12月20日史振标二1-21010风巷1电缆吊挂位置与抽放管分开吊挂改造；410米12月31日史振标东翼总回风巷1扩修；283米12月25日胡正午12000风巷及外围1落道；110米12月29日胡正午二1-12000风巷1维修、管线吊挂、超前支护；75米15年1月22日胡正午12000返煤上山下1蹬腿；50米15年1月29日胡正午二1-12000机巷里段1维修；40米12月29日胡正午二1-12000风巷专回1维修；30米15年1月9日胡正午2拆溜子、打托棚；105米15年1月13日胡正午二1-12000机巷1拆皮带延溜子、超前支护；100米15年1月17日胡正午12000返煤上山上1维修30米；打托棚180米；2项15年1月29日胡正午一通三防战线二1-12000采面机、风巷1施工本煤层卸压钻孔及进行采面评价上报工作；54个12月22日李俊峰冯平安东翼总回131以西1续接抽放管路；660米12月26日李俊峰二1-12000采面机巷1架设隔爆水棚、架设风水管路；100米12月15日张贵宾东西翼回风巷1架设隔爆水棚；90米12月20日张贵宾材料计划机电运输设备计划1电机车电瓶更换12组（造材料计划，上报经营部）；12月20日冯爱国2井下各个采掘头面皮带、溜子所需材料计划；12月25日郭新伟3采掘头面需用电缆、开关计划；12月25日冯江甫4设计2部皮带机，皮带羊角架画图让机械厂制作；12月15日张建昌521010机巷低抽巷集中排矸巷前期铺设260m（总长450m）需2台2*75KW皮带机（已有一台，另一台造计划上报梨园矿机电科要设备）造电机、变速箱、轴件、滚筒（滚筒包胶）、边杆、托辊、逆止器、摩擦偶合器计划。15年1月29日张建昌-141- 第六节安全防护区域治理达标后，采掘活动期间严格执行区域验证，正常情况下工作面施工是比较安全的。但由于突出理论不完善，突出因素复杂，以及仪器误差、工作人员责任心等因素，仍存在突出风险。为确保施工人员安全，必须采取安全防护措施。安全防护措施可分为三个层面：一是避开放炮落煤突出机率最高的时间段；二是突出后工作人员有一套完整的生命保障系统；三是防止突出后灾害扩大设施与装置。1、避难硐室采掘工作面按照《防治煤与瓦斯突出规定》要求设置临时避难硐室，临时避难硐室与施工地点的距离必须大于300m后方可投入使用。临时避难硐室应当符合下列要求：（1）临时避难硐室设置向外开启的隔离门，隔离门设置标准按照反向风门标准安设。室内净高不得低于2m，长度和宽度应根据可能同时避难的人数确定，但至少能满足15人避难，且每人使用面积不得少于0.5m2。临时避难硐室内支护保持良好，并设有与矿井调度室直通的电话。（2）临时避难硐室内安设供给饮用水、供给空气的设施，每人供风量不得少于0.3m3/min。如果用压缩空气供风时，设有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴。（3）临时避难硐室内应根据设计的最多避难人数配备足够数量的隔离式自救器。2、反向风门在突出煤层的石门揭煤和煤巷掘进工作面进风侧，必须设置至少2道牢固可靠的反向风门。风门之间的距离不得小于4m。-141- 反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定，且反向风门距工作面回风巷不得小于10m，与工作面的最近距离一般不得小于70m，如小于70m时设置至少三道反向风门。反向风门墙垛用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度根据岩石的性质确定，且不得小于0.2m；墙垛厚度不得小于0.8m。在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。通过反向风门墙垛的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设有逆向隔断装置。人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。工作面放炮和无人时，反向风门必须关闭。3、安全防护措施（1）在突出煤层中进行采掘作业时，必须采取安全防护措施。安全防护措施主要包括独立通风系统、防突风门、避难所（水平或采区）、避难硐室（掘进煤巷）、远距离爆破、压风自救系统及个体防护等。（2）突出区域防突反向风门的设置必须符合规定，通过防突反向风门的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设置防逆流装置。采区内主要进回风间防突反向风门必须联锁，采掘工作面防突反向风门应不联锁；人员进入工作面后，必须将靠近工作面一侧的一道防突反向风门打开、顶牢，另一道保持关闭状态。工作面爆破和无人时两道防突反向风门必须关闭。皮带通过防突风门墙体时，必须设置可靠的自动或机械控制防逆流装置。（3）突出区域掘进工作面距回风口距离达到500m时必须构筑避难硐室，以后每掘进500m设置一个避难硐室。避难硐室外应设置物理反光等醒目警示标志，并强化日常维护管理。-141- （4）井巷揭煤、突出煤层巷道掘进、突出煤层附近岩巷（距煤层垂距小于10m）掘进都必须执行远距离爆破制度。起爆点设置及躲炮距离规定如下：（一）井巷揭煤工作面在揭开煤层爆破时，全采区停电撤人，起爆地点设在井底车场或距爆破工作面距离大于500m的进风巷道内；过煤门时，起爆地点设在新鲜风流中，且距爆破工作面距离大于300m。（二）掘进巷道在距回风口500m以内爆破时，所有人员全部撤到防突反向风门以外新鲜风流中。（三）掘进巷道在距回风口500—1000m距离爆破时，瓦检员、爆破工、当班班长可撤到避难硐室进行爆破，但避难硐室距离工作面不得小于300m，其他所有人员一律撤到防突反向风门以外新鲜风流中。（四）掘进巷道距回风口超过1000m距离爆破时，瓦检员、爆破工、当班班长可撤到距离工作面不小于300m的避难硐室进行爆破，其他所有人员可撤到距离工作面600m以外的避难硐室中。（五）回采工作面爆破时，风巷口压风自救袋处必须设警戒，其余人员全部撤到距采面下出口50m以外的机巷压风自救装置（正常供风）处躲炮。（5）每次爆破作业之前，由跟班队长负责指定专人关闭防突反向风门、防逆流装置、溜煤眼盖板等防逆流设施，并切断反向风门以里所有非本质安全型电气设备电源。工作面爆破30min后，由班（组）长、瓦检员、爆破工进入工作面验炮，确认无异常后，其他人员方可进入工作面工作。（6）突出煤层采掘活动区域必须设置压风自救系统，并符合下列规定：-141- （一）突出区域煤巷掘进工作面：自巷道回风口开始，每隔50m设置一组压风自救袋，每组压风自救袋不少于5个，靠近工作面一组压风自救袋数量不得少于15个，并且随工作面掘进及时前移。（二）突出区域采煤工作面：风巷距采面上出口25—40m范围内设置一组压风自救袋；机巷在采面下出口以外50—100m放炮地点安装一组压风自救袋，以上两处压风自救袋的数量分别按工作面最多工作人数确定；风巷口放炮警戒处安装一组压风自救袋。（三）工作面回风巷道的皮带机头、绞车等固定的有人工作地点应安设压风自救装置。（四）低位（高位）预抽巷打钻工作地点，必须设置压风自救装置。（五）压风自救袋风压不得小于0.1MPa，每个自救袋供风量不得小于0.1m3/min。（六）压风自救设施安装地点应设置物理反光等醒目警示标志，并加强日常维护管理。（7）突出矿井入井人员必须佩带化学氧自救器，自救器的使用时间不得低于30min。工作衣必须佩带整齐，并熟练掌握避灾基本知识和逃生技巧等。-141- 第三章瓦斯抽采第一节矿井2015年采掘接替规划一、低位岩石巷断面参数确定依据《中国平煤集团底板抽采巷交接验收管理规定》》（中平【2014】195）第一条：矿井底板抽采巷工程由生产矿总工程师组织设计、审定，上报总办室、开拓处、通风处备案。（一）巷道设计断面必须满足在整个服务期间内通风、行人、设备安装、运输、设备打钻施工及排水的需要。巷道断面原则上应大于14.0m2（安设钻机一侧预留宽度≥2.0m，巷道净高要求≥3.0～3.5m）。（二）底板抽采巷布置层位选择要有利于快速掘进作业线施工、有利于区域（穿层）钻孔施工，巷道与突出煤层应留设不小于10m的隔离岩柱（地质破碎带应合理增加），且必须执行超前探测地质构造措施，防止误揭突出煤层。（三）巷道规格质量（巷道净宽、巷道净高、巷道坡度）符合GB50213-2010的要求。公司区域瓦斯治理底抽巷道采用矩形锚网支护，净高3.2m，净宽4.2m，净断面为13.44m2。二、公司排矸系统公司下一步区域治理岩巷工程主要在下延采区，下延采区西翼低位巷矸石通过下延轨道下山排至+50水平入排矸斜井井底矸石仓，再由排矸斜井箕斗排至地面。下延采区东翼，恢复原中部采区上运皮带巷和采区煤仓作为专用排矸系统，东翼低位巷矸石排至采区矸石仓后，再经矿车运至排矸斜井井底矸石仓，再由排矸斜井箕斗排至地面。-141- 三、下延采区轨道下山排矸能力校核下延采区轨道下山斜长800m，倾角19度。提升1勾矸石车平均循环时间约30分钟（包含：片盘口绞车速度为0.3m/s，减速段绞车速度为0.5m/s，片盘口摘挂勾、片盘口倒车、平台摘挂勾、平台倒车所有时间在内）每班架空乘人装置运行时间按2个小时计算，单班有效提勾时间为6个小时，单班提升矸石车的勾数位12勾（每勾5辆矿车串车提升），全天累积提升矸石车36勾，每勾5辆矿车，日提升矸石车180辆车。每辆矿车装矸石约0.75m3，日排矸量约135m3。公司低位岩石巷设计毛断面为14.2m2，岩石的碎胀系数取值为1.8m3，每米岩巷矸石体积为：1×14.2×1.8=25.56（m3）按照排矸能力日进尺为：135÷25.56=5.28（m）可满足140m/月岩巷巷道排矸量，矸石经下延采区轨道下山排至矸石仓。四、排矸斜井能力校核经过改造，公司将原主斜井作为排矸斜井，采用6吨箕斗单马提升。经验算可满足400m/月的岩石巷道排矸量。因此，公司排矸能力能满足瓦斯治理岩巷施工需要。五、矿井2015年复工复产采掘接替规划一、产能及采煤工作面接替安排根据公司生产布局和井下实际现状，2015～2017年原煤产量规划如下：2015年生产指标:原煤产量计划30万吨，其中回采产量27.7万吨，掘进产量2.3万吨。-141- 采面接替安排如下：二1-12000采面→二1-21040采面→二1-11090采面里二、掘进工程安排2015年计划开掘总进尺2290m；其中：掘进进尺690m，瓦斯治理工程1300m。队别工程名称断面(m2)煤岩类别设计工程量（m）月进度（m）生产起止日期2015年计划（米）　690123456789101112综掘一队二1-21000溜煤眼联络巷外段12.6岩20702015.3.6-2015.3.1420综掘一队二1-21000风巷专回12.6煤30702015.3.15-2015.3.3130综掘一队二1-21000溜煤眼联络巷里段12.6岩15702015.4.1-2015.4.1515综掘一队二1-21000风巷返煤上山12.6煤78702015.4.15-2015.5.164038综掘一队二1-21000风巷片盘12.6岩84602015.5.15-2015.6.303054综掘一队二1-21000风巷里段12.6煤353802015.7.1-2015.11.158080807736综掘一队二1-21000切眼6.6煤110802015.11.16-2015.12.3130802015年掘进进尺计划明细表2015年回采工作面产量滚动计划表名称采面编号落煤方式　采面计划投产日期及采面计划结束日期2015年计划(万吨)采长(M)采高(M)逐月　　　　　123456789101112合计　　　　　　　　　　　　　　　　　30.0准备队12000采面炮702.415.03.06-2015.04.20　　2.51.2　　　　　　　　3.7准备队21040采面炮1702.415.04.21-2015.9.30　　　13.23.23.23.23.2　　　17准备队11090采面炮1102.415.10.01-2017.3.31　　　　　　　　　2.32.32.47掘进煤　　　　　　　　　　　　　　　　2.3-141- 第二节瓦斯抽采计划一、总体目标1．逐步实现“四区配套三超前”的格局，达到“不掘突出头、不采突出面”目标，实现安全高效发展。2．建立健全瓦斯综合治理长效机制，实现“消突区域化、抽采最大化、防突精细化、装备系列化，打钻专业化”。3．实现“零死亡、零超限、零事故”的“三零”目标。二、总体思路牢固树立“三不四可”的思想观念，认真落实“先抽后采、监测监控、以风定产”瓦斯治理十二字方针，积极构建“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”十六字瓦斯治理工作体系。坚持区域措施先行、局部措施补充的原则，积极构建瓦斯治理“时空”保障，实现“以瓦斯治理保安全”，确保“抽、掘、采”平衡。三、2015年度复工复产瓦斯防治指标为实现超前治理、有序开采，结合矿井采掘接替规划，对公司2015年复工复产区域瓦斯治理工程量、防突抽采钻孔量、瓦斯抽采量、瓦斯利用量分年度进行了分解任务。具体如下：2015年度复工复产瓦斯抽采量计划分解表抽放地点抽放方法全年计划一季度二季度三季度四季度合计一月二月三月合计四月五月六月合计七月八月九月合计十月十一月十二月合计　602011124441655630101010二1-11090采面本煤层　2　11622272239333二1-21000采面本煤层　0　　　311131116222二1-21010采面本煤层　0　　　311162229333二1-21010机巷低抽巷穿层预抽　0　　　0　　　0　　　3111二1-21060机巷低抽巷穿层预抽　0　　　0　　　0　　　3111　　　　　　　　　　　　　　　　　　　-141- 2015年度复工复产打钻进尺计划分解表打钻地点钻孔类别全年计划一季度二季度三季度四季度合计一月二月三月合计四月五月六月合计七月八月九月合计十月十一月十二月合计　11330047600174001540014800267008900890089002100098005600560018000600060006000二1-12000机巷顺层100010001000　　0　　　0　　　0　　　二1-12000风巷顺层100010001000　　0　　　0　　　0　　　二1-11090机巷顺层22400224007400740076000　　　0　　　0　　　二1-11090风巷顺层160001600080008000　0　　　0　　　0　　　二1-21040机巷顺层40004000　　40000　　　0　　　0　　　二1-21040风巷顺层32003200　　32000　　　0　　　0　　　二1-21000机巷顺层147000　　　147004900490049000　　　0　　　二1-21000风巷顺层42000　　　0　　　42004200　　0　　　二1-21010机巷顺层168000　　　0　　　168005600560056000　　　二1-21010风巷顺层120000　　　120004000400040000　　　0　　　二1-21010机巷低抽巷穿层90000　　　0　　　0　　　9000300030003000二1-21060机巷低抽巷穿层90000　　　0　　　0　　　90003000300030002015年度复工复产区域治理工程计划分解表工作面名称区域瓦斯治理工程　　　　　一季度二季度三季度四季度　巷道名称巷道类别支护形式断面（m2）设计长度剩余长度计划安排合计1月2月3月合计4月5月6月合计7月8月9月合计10月11月12月　　　　　　13000000390100140150430130140160480160160160二1-21010机巷集中排矸巷低抽巷岩巷锚网132002002000　　　200507080　　　　　　　　二1-21010机巷低抽巷低抽巷岩巷锚网136706704500　　　0　　　210607080240808080二1-21060机巷低抽巷外段低抽巷岩巷锚网131201201200　　　1205070　0　　　0　　　低抽巷岩巷锚网133030300　　　30　　300　　　0　　　-141- 二1-21060机巷低抽巷专回二1-21060机巷低抽巷低抽巷岩巷锚网13145014505000　　　40　　40220707080240808080-141- 第三节瓦斯抽采系统能力校核一、瓦斯抽采系统和方法（一）瓦斯抽采系统公司现有抽采系统2个，地面1个，井下1个，井下在建瓦斯抽采泵站1个。地面抽放系统安装3台2BEF-42型泵，单台额定流量156m3/min，功率200Kw，用于抽放采煤工作面上隅角及采空区瓦斯。井下抽采系统安装3台2BEA-303-0型泵，单台额定流量52ｍ3/min，用于抽放瓦斯抽采巷穿层钻孔、工作面本煤层瓦斯，一台运转，两台备用。（二）瓦斯抽采方法及钻孔布置1、抽采瓦斯方法掘进工作面在一7煤层顶板二1煤层底板距二1煤层12～16m处平行顺槽布置一条低位瓦斯抽采巷，在低位瓦斯抽采巷中向工作面顺槽方向布置倾斜向上的穿层钻孔抽采二1煤层瓦斯，掩护顺槽掘进。对回采工作面的上隅角及采空区的瓦斯采用插管抽采法抽采。设计对回采工作面采用本煤层工作面顺槽顺层平行工作面钻孔预抽为主，配合工作面浅孔预抽、上隅角及采空区瓦斯抽采的瓦斯抽采方法。2、抽采瓦斯钻孔布置（1）专用瓦斯抽采巷及穿层抽采钻孔布置在距二1煤层底板以下12～16m的岩层内布置低位岩巷，被掩护煤巷与低位抽放巷平距为帮对帮1m，二1煤层底板与抽放巷顶板垂距不小于10m内错布置，抽放巷与煤巷施工方位角相同，在低位抽放巷内向煤巷掘进工作面煤体超前进行打钻卸压和抽放。穿层钻孔布置要求：穿层钻孔孔径为Φ-141- 89mm，每组布置11个穿层预抽钻孔、每组钻孔组间距4.0m，穿层钻孔终孔间距5m，穿过煤层进入顶板1.0m，穿层钻孔控制到煤巷掘进工作面两帮底板轮廓线外不小于15m。（2）本煤层顺层抽采钻孔布置在风巷、机巷施工倾向顺层钻孔预抽回采区段煤层瓦斯。煤层厚度≤2.0m，钻孔布置1排；2m＜煤层厚度≤6m时，钻孔布置2排；6m＜煤层厚度≤8m时，钻孔布置3排，钻孔孔径均为113mm，风巷下行钻孔和机巷上行钻孔交叉长度不小于10m。（3）回采工作面钻孔布置在二1煤回采工作面沿回采推进方向平行布置抽采钻孔，每2m一个钻孔，孔深24m、直径89mm。打一个，封一个，联网抽一个，实现采面动压超前卸压抽采。该抽采方法在回采过程中，可根据工作面瓦斯涌出情况适当调整。本抽采方法及抽采钻孔可根据实际瓦斯抽采效果进行增减。3、设备选型及主要检测仪表（1）钻机：选用ZDY-4000R型钻机、ZDY-1200S型钻机。共10台，其中备用4台。（2）主要检测仪表瓦斯解吸参数测定仪及取样装备DGC型1套；瓦斯抽放综合参数测定仪 CJZ7型4台；瓦斯突出参数测定仪YTC-120/2000型4台；差压式流量计（人工测量桥式）WL-LGB/DN325型4套；4、瓦斯抽采达标评判在采取瓦斯抽采等防突措施后，煤巷掘进及采面回采前前，必须进行瓦斯抽采效果评判。瓦斯抽采应达到的指标为：-141- 对于公司瓦斯涌出量主要来自于突出煤层的采煤工作面，只有当瓦斯预抽防突效果和煤的可解吸瓦斯量指标都满足达标：采掘工作面作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到6m3/t以下、瓦斯压力降到0.5MPa以下要求时，方可判定该工作面瓦斯预抽效果达标。采掘工作面同时满足风速不得超过4m/s，回风流中瓦斯浓度不得超过1%；判定采掘工作面瓦斯抽采效果达标。突出煤层现场测定点应当符合下列要求：（一）用穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段或回采区域煤层瓦斯时，沿采煤工作面推进方向每间隔30～50m至少布置1组测定点。当预抽区段宽度（两侧回采巷道间距加回采巷道外侧控制范围）或预抽回采区域采煤工作面长度未超过120m时，每组测点沿工作面方向至少布置1个测定点，否则至少布置2个测点；（二）用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯时，在煤巷条带每间隔30～50m至少布置1个测定点；（三）用穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯时，至少布置4个测定点，分别位于要求预抽区域内的上部、中部和两侧，并且至少有1个测定点位于要求预抽区域内距边缘不大于2m的范围；（四）用顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯时，在煤巷条带每间隔20～30m至少布置1个测定点，且每个评判区域不得少于3个测定点；（五）各测定点应布置在原始瓦斯含量较高、钻孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离预抽钻孔或与周围预抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。在地质构造复杂区域适当增加测定点。测定点实际位置和实际测定参数应标注在瓦斯抽采钻孔竣工图上。-141- 二、瓦斯涌出量预测本次预测按照布置1个回采工作面、1个预抽工作面和2个煤巷掘进面进行。1、回采工作面相对瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出量采用下式计算：q采＝qb+qn＝KvK1K2K3(Wo-Wc)m/M+式中：q采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；qb——开采煤层相对瓦斯涌出量，m3/t；qn——邻近煤层相对瓦斯涌出量，m3/t；Kv——推进度影响系数，根据平顶山矿区经验值取0.7；K1——围岩瓦斯涌出系数，一般k1=1.1～1.3，取k1=1.2；K2——工作面丢煤系数，取回采率的倒数；K3——工作面巷道瓦斯预排影响系数，K3＝(L-2h)/LL——工作面长度，m；h——掘进巷道预排等值宽度，h为15～30，取15m；m——开采层厚度，m；M——工作面采高，m；Wo——煤层原始瓦斯含量，m3/t；Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，根据煤层挥发分取4m3/t；mi——第i个邻近层煤层厚度，m；Woi——第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t；Wci——第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，同Wc；ηi——第i个邻近层瓦斯排放率，根据AQ1018-2006取85%；-141- 根据地质报告中的钻孔瓦斯资料可知，二1煤层瓦斯富集区的瓦斯含量最高达到12.74m3/t；地质报告中没有提供其他邻近煤层的瓦斯含量，暂取0m3/t。二1煤层平均厚度3.50m，采高3.5m。开采二1煤层时回采工作面瓦斯涌出量为：q采＝qb+qn＝0.7×1.2×1.05×0.8×(12.74-4.0)×3.50/3.5+0＝6.24m3/t经计算，二1煤回采工作面相对瓦斯涌出量为6.24m3/t，绝对瓦斯涌出量为7.44m3/min。2、预抽工作面瓦斯量预测预抽工作面瓦斯量暂按回采工作面瓦斯涌出量的50%考虑。经计算，二1煤回采工作面预抽瓦斯涌出量为3.72m3/min。3、煤巷掘进工作面瓦斯涌出量预测煤巷掘进工作面的瓦斯由巷道煤壁和掘进落煤两部分组成，煤巷掘进落煤瓦斯涌出形式表现是均匀的，且与落煤量、运煤速度，工作面长度有关。根据瓦斯治理的研究成果和经验，煤巷掘进工作面瓦斯涌出量采用下式计算：q掘＝qm+qL＝n·m·v·qv·[2sqr(L/v)-1]+S·v·γ·(Wh-Wc)式中：q掘——掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；qm——掘进煤壁瓦斯涌出量，m3/min；qL——落煤瓦斯涌出量，m3/min；n——暴露煤面个数，单巷掘进时n=2；-141- m——煤层厚度，二1煤层平均厚度3.50m；v——巷道平均掘进速度，0.0046m/min；qV——煤壁瓦斯涌出初速度，m3/(m2·min)；qV=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]·WhVr——煤的挥发份，二1煤层挥发份为14.72%；L——巷道长度，m；S——掘进巷道断面积，11.2m2；γ——煤的容重，1.37t/m3；Wh——本煤层瓦斯含量，二1煤层瓦斯含量最高为12.74m3/t；Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，根据煤层挥发分取4m3/t。二1煤煤巷掘进工作面瓦斯涌出量为：q掘＝qm+qL＝2×3.50×0.0046×[0.026×（0.0004×0.14722+0.16）×12.74]×[2sqr(1586/0.0046)-1]+11.2×0.0046×1.37×（12.74-4.0）＝2.03+0.62＝2.65m3/min经计算，二1煤煤巷掘进面绝对瓦斯涌出量为2.65m3/min。4、采空区瓦斯涌出量预测采空区瓦斯涌出量采用下式计算：q空＝K（q采+q掘）式中：q空——采空区瓦斯涌出量，m3/min；K——采空区瓦斯涌出系数，取0.25；q回——回采工作面瓦斯涌出量，m3/min；-141- q掘——掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min。经计算，采空区平均瓦斯涌出量为4.12m3/min。5、矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量由各采区的回采面、掘进面瓦斯涌出量与采空区瓦斯涌出量组成。Q井=式中：Q井——矿井瓦斯涌出量，m3/min；q采i——第i回采工作面瓦斯涌出量，m3/min；q掘i——第i掘进面瓦斯涌出量，m3/min；q空i——第i采空区瓦斯涌出量，m3/min；qkj——矿井开拓巷道掘进瓦斯涌出量之和，（岩巷qkj=0），m3/minn1——采区个数；n2——开拓巷道掘进面个数。经计算，矿井+50m水平以下绝对瓦斯涌出量为20.58m3/min。（四）瓦斯抽采量计算1、回采工作面瓦斯抽采量经以上计算，二1煤回采工作面绝对瓦斯涌出量为7.44m3/min。考虑35%的瓦斯抽采率，则二1煤回采工作面瓦斯抽采量为2.60m3/min。2、预抽工作面瓦斯抽采量经以上计算，二1煤预抽工作面绝对瓦斯涌出量为3.72m3/min。考虑35%的瓦斯抽采率，则二1煤预抽工作面瓦斯抽采量为1.30m3/min。-141- 3、掘进工作面瓦斯抽采量经以上计算，掘进面绝对瓦斯涌出量为2.65m3/min，考虑35%的瓦斯抽采率，则掘进面瓦斯预抽量为0.93m3/min。4、采空区瓦斯抽采量经以上计算，采空区绝对瓦斯涌出量为4.12m3/min，考虑35%的瓦斯抽采率，则采空区瓦斯抽采量为1.44m3/min。5、矿井瓦斯抽采量经以上计算，考虑35%的瓦斯抽采率，则矿井+50m水平以下瓦斯抽采量为7.20m3/min。按照抽采浓度10%反算，抽采系统混合流量为72m3/min。三、瓦斯抽采系统能力校核目前，地面瓦斯抽采泵站安装3台2BEF-42型泵，单台额定流量156m3/min，井下抽采泵站安装3台2BEA-303-0型泵，单台额定流量52ｍ3/min，现有抽采系统能力满足瓦斯抽采需要。进入下延采区深部开采后，瓦斯含量会越来越大，需要抽采的瓦斯量也会随之增加，目前，下延采区正在新建瓦斯抽采泵站，投运后将会加大瓦斯抽采系统的能力。第四节抽采管理一、打钻管理1、建立专业化打钻队伍，配足专业化打钻人员和技术管理人员。2、推广使用ZDY4000S大扭矩钻机，逐步淘汰ZDY1200R钻机，增加钻孔深度，提高抽采效率。3、-141- 确保钻孔的施工质量，施工地点安装视频监控系统，并制定视频管理的相关管理制度，不定期对打钻的全过程进行抽查，如果视频不能正常运行，严禁打钻，其监测位置安装在矿井安全生产指挥中心，每当钻孔施工完毕后，由施工人员向指挥中心汇报，由指挥中心人员在视频中进行监控验钻；现场由瓦斯检查员、施工人员、跟班班组长、跟班队干和矿井跟班人员联合验收，并签钻孔完孔通知单，报请总工程师签字。而后建立台账。4、购进全方位钻孔测斜仪进行井下抽采钻孔测斜，未按设计参数施工钻孔视为报废钻孔，不予计算工作量。5、将钻孔进尺价格与钻孔类别和钻孔深度挂钩，制定分台阶收购结算价格，在符合设计基础上有效钻孔越长单价越高，鼓励打钻人员打深孔、打长孔。6、施工期间若出现喷孔、夹钻、顶钻和响煤炮等异常现象时，本煤层钻孔在该孔前后5m范围内在原设计钻孔之间补加打钻孔，钻孔深度不得小于原设计孔深。穿层钻孔在两组穿层钻孔中间加打一组穿层钻孔，而且新施工的一组钻孔的孔数不得低于原设计孔数。7、抽采钻孔施工现场悬挂施工管理牌板，内容包括钻孔设计平面图、剖面图、设计参数等，并能够指导钻孔施工定位。地面建立钻孔台帐，绘制钻孔竣工图，并必须做到现场和图纸相对应。8、打钻人员做好施工记录，详细记录钻进过程中发生顶钻、卡钻、喷孔、响煤炮、排粉量等信息及其准确位置。钻孔低于设计孔深时必须分析原因，具备施工条件时重新补打钻孔。二、封孔管理1、穿层抽采钻孔封孔钻孔封孔前，采用压风或水清理干净封孔段内的煤、岩粉。穿层抽采钻孔封孔深度距见煤点0.5m位置进行封孔，封孔段长度不小于5m。孔内全孔深下抽采支管，其中见煤段下筛网管。-141- 钻孔封孔采用Φ50mm且具有一定强度的管材封孔。封孔采用“两堵一注”带压封孔工艺。（具体见穿层钻孔封孔示意图）穿层钻孔封孔示意图2、顺层抽采钻孔封孔钻孔封孔前，封孔段内的煤、岩粉必须用压风或水清理干净。下行钻孔有积水时孔口20m范围内的积水必须排除。钻孔封孔采用Φ50mm且具有一定强度的管材封孔。顺层抽放钻孔下抽采支管40m，钻孔封孔深度不小于15m，封孔段长度不小于8m，其中封孔深度以内20m下筛网管，封孔采用“两堵一注”带压封孔工艺。（具体见顺层钻孔封孔示意图）-141- 上行顺层钻孔封孔示意图下行顺层钻孔封孔示意图三、联网管理顺层、穿层钻孔抽采支管应采取分组联接方式（如图3-2、图3-3）。在钻场中施工的钻孔，每个钻场为一组；在巷道内施工的钻孔，每7～10个钻孔为一组。每组钻孔集中设置一个集气除渣放水箱与辅助管连接。抽采管路各类接头（包括三通、阀门、短接、弯头、堵头等）必须采用专用管卡固定软管连接。抽采管路上不使用的接口必须及时加装标准堵头，防止漏气。每个抽采钻孔封孔管连接弯头必须向下，集气除渣放水箱和辅助抽采管必须低于抽采主管，防止孔口积水；所有钻孔抽采支管均先进入放水器和排渣装置，再连接到抽采干管，并且挂牌管理。-141- 四、抽采管理根据瓦斯的来源实行高低压分源抽采、分源计量。1、抽采钻场、管路拐弯、低洼、温度突变处及沿管路在适当距离设置放水器（其间距一般为200～300m，最大不超过500m），确保及时排除管路中的积水。2、抽采干管每隔100m进行长度标注，并且在抽采干管每隔500～1000m处，自动计量装置和孔板流量计进气侧前端，设置除渣装置。采煤工作面采空区埋管抽采管路上应增设滤网或除渣器。3、抽采管路分岔处应设置控制阀门，阀门规格应与安装地点的管径相匹配。4、主干管路每半年至少除渣1次，本煤层顺层钻孔和底板预抽巷穿层钻孔防喷装置的抽采管路每旬至少除渣1次，防喷装置每班安排专人进行除渣，钻场及支管等处的放水器每周至少检查清理1次，每班至少放水1次。5、需要单独进行评判的抽采单元，安设自动计量装置和孔板流量计并联网。建立自动计量装置调校台帐，确保计量准确。6、预抽瓦斯钻孔的孔口负压不得低于13kPa，卸压瓦斯抽采钻孔的孔口负压不应低于5kPa。制定抽采考核管理办法，根据浓度与工资挂钩，由防突队每班安排不少于3人，对抽采管路和已封孔的孔口进行巡查，接抽管上留设观测孔，按规定定期对每组（或单孔）检测钻孔抽采负压、瓦斯浓度和一氧化碳浓度，对钻孔控制区域内的抽采情况进行分析，对瓦斯浓度小的和孔口负压达不到要求的抽采孔分析原因，及时处理。五、打钻现场的安全管理-141- 抽采钻孔施工前必须编制打钻安全措施。内容包括抽采钻机操作安全措施、打钻“三防”（防火、防尘、防瓦斯）安全措施、防止打钻突出措施等。1、每台钻机附近安设压风自救装置，并能满足钻机作业人员需要。配备不少于2台的灭火器，且检验合格；配备不少于0.075m3的黄泥；打钻地点必须保证水管到位，水压不低于0.5MPa，且保证连续供水。2、钻机回风侧15m处安装甲烷传感器，超限时能够切断该钻机及回风侧的非本质安全型电源。打钻地点回风侧必须悬挂便携式甲烷报警仪和一氧化碳报警仪。3、在施工钻孔过程中，如出现卡钻、顶钻、钻孔不出风（水）、喷孔等异常情况时，必须采用优先抽采、“间隙”打钻作业方式。当出现瓦斯报警断电时，应在瓦斯浓度降至报警值以下一段时间后，方可恢复打钻。4、打钻现场使用孔口除尘装置，打钻人员佩戴防尘口罩。在打钻作业地点回风侧20m范围内要安设配合喷雾装置使用的捕尘网。打钻巷道应定期冲刷积尘，积尘厚度不得超过2mm。第五节抽采达标评判依据《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》，开采有煤与瓦斯突出危险煤层的矿井必须进行瓦斯抽采，并实现抽采达标。抽采瓦斯矿井应当对瓦斯抽采的基础条件和抽采效果进行评判。在基础条件满足瓦斯先抽后采要求的基础上，再对抽采效果是否达标进行评判。一、瓦斯抽采达标评判程序公司按照集团批准的区域瓦斯治理规划和年度实施计划认真抓好现场实施工作，并做好资料的收集整理工作。梨园矿按照瓦斯研究所实测残余瓦斯参数组织公司编制瓦斯抽采达标评判报告或-141- 委托有资质单位对实施完区域防突措施的工程进行区域措施效果检验和抽采效果评价，评价报告经梨园矿初审合格后，报许平煤业公司审批，通过审批后公司方可按照审批意见组织施工。二、加强瓦斯抽采达标评判组织领导1、梨园矿成立瓦斯抽采达标评判工作领导小组组长：矿长副组长：总工程师成员：各战线副总工程师、通风科、安监科、总办室、开掘科、机电科、地测科、公司相关人员。2、瓦斯抽采达标评判工作领导小组职责矿长：为矿井瓦斯抽采的第一责任人，负责组织落实矿井瓦斯抽采工作所需的人力、财力和物力，明确相关部门和人员的责、权、利，确保各项措施落实到位和瓦斯抽采达标。总工程师：对矿井瓦斯抽采工作负技术和直接领导责任，负责制定瓦斯抽采达标工作各项制度，组织编制、审批瓦斯抽采达标规划、年度实施计划、抽采达标工艺方案设计、安全技术措施和抽采达标评判报告等。组织抽采工程施工、新技术、新工艺的研究应用、科技攻关项目的实施。副总工程师：协助总工程师做好瓦斯抽采技术工作，组织编写、审定、检查矿井瓦斯抽采达标规划、年度实施计划、抽采达标工艺方案设计、安全技术措施和抽采达标评判报告等。开展科技攻关，进行瓦斯抽采新技术、新工艺的研究，解决现场存在的问题，落实组织抽采达标工程验收。通风科-141- ：协助总工程师做好瓦斯抽采技术工作，组织编写、审定、检查矿井瓦斯抽采达标规划、年度实施计划、抽采达标工艺方案设计、安全技术措施和抽采达标评判报告等。开展科技攻关，研究瓦斯抽采新技术、新工艺，解决现场存在的问题，组织抽采达标工程验收。安监科：负责督促落实瓦斯抽采达标岗位责任制，对瓦斯抽采过程中存在的问题组织追查分析和处理。总办室：负责审核矿井瓦斯抽采工程设计，确保矿井瓦斯抽采达标工程满足矿井瓦斯抽采要求。开掘科：负责按照批准的设计优先安排瓦斯抽采掘进工程，确保瓦斯抽采达标工程按时完成。机电科：负责抽采系统供电管理和抽采机电设备管理，确保瓦斯抽采系统运转正常、可靠。地测科：负责组织落实瓦斯抽采相关工程、地质构造探测、瓦斯地质图等相关的图纸绘制工作。公司：负责瓦斯治理抽采方案及措施的落实。三、建立抽采管理制度建立瓦斯抽采达标管理制度、瓦斯抽采例会制度、瓦斯抽采工程检查验收制度、瓦斯抽采技术档案管理制度。（一）瓦斯抽采达标管理制度1、矿井制定抽采统计考核制度，实行瓦斯治理工程责任追究制，严格抽采计量考核，严肃查处假钻孔、假抽采、假计量行为。2、-141- 矿井生产规划和计划的编制以预期的矿井瓦斯抽采达标煤量为限制条件。矿井要保证开拓煤量、准备煤量、回采煤量与抽采达标煤量相对平衡，开拓煤量的瓦斯抽采工程与开拓工程同步设计、超前施工；抽采达标煤量要满足正常准备煤量的要求，回采煤量须满足预抽效果达标要求。矿井每年须对抽采达标煤量进行评价，并依据矿井瓦斯抽采达标煤量编制矿井年度生产计划，计划开采煤量严禁超过抽采达标煤量。3、矿井应当积极试验和考察不同抽采方式和参数条件下的煤层瓦斯抽采规律，根据抽采参数、抽采时间和抽采效果之间的关系，确定矿井合理抽采方式下的抽采超前时间，并结合抽采工程施工周期，安排抽采、掘进、回采三者之间的接替关系。4、计量装置，实现连续自动计量。自动计量装置须每旬调校一次，确保计量准确。（二）瓦斯抽采例会制度1、公司每月召开一次瓦斯抽采例会，会议由公司总工程师主持，公司瓦斯抽采达标评判工作领导组成员、公司相关部室参加。2、瓦斯抽采会议主要内容：传达上级有关部门关于瓦斯抽采法律、法规、规定和相关文件，贯彻落实上级瓦斯抽采工作会议精神；调度平衡矿井各类瓦斯抽采工程进度、进展情况，分析工程施工及抽采过程中存在的问题，研究制定解决问题的方案和措施；安排布置瓦斯抽采工作，明确分工、落实责任，确保矿井瓦斯抽采达标工作有序、有效开展。（三）瓦斯抽采工程检查验收制度1、瓦斯抽采工程按照工程内容不同只有在工程按照设计完工后，才能进行工程验收，分期实施的瓦斯抽采工程，可以分阶段验收。2、抽采瓦斯工程按照工程性质、规模不同实施分级验收。3、验收程序：所有抽采工程施工完成后，公司必须按照设计组织检查、验收，并形成验收报告，向矿主管部门提出验收申请，矿在接到验收申请后，1个工作日内组织验收。4、-141- 验收的主要内容包括：与抽采瓦斯工程相关的各类竣工图纸；与抽采瓦斯工程相关的各类施工记录、台账和阶段性总结性材料；与抽采瓦斯工程相关的各种配套设施、设备、仪器仪表装备情况以及保证该工程正常运转的人员配备情况；抽采瓦斯工程竣工后的试运转报告（资料、数据），包括主体工程试运转（运行）和安全保证系统的可靠性运转情况；瓦斯抽采管理制度建立、落实情况。5、验收的方式：对照抽采瓦斯工程设计和国家有关标准和规定，查看资料和实地检查，并形成验收意见。6、只有在瓦斯抽采工程通过验收、投用后，相关采掘工程才能进行生产活动。（四）瓦斯抽采技术档案管理制度1、以下资料必须纳入技术档案管理：（1）煤层瓦斯参数测定报告、矿井瓦斯等级鉴定报告、煤与瓦斯突出鉴定报告、瓦斯地质图、瓦斯治理相关的科研报告；（2）瓦斯抽采达标规划、年度实施计划、瓦斯抽采工艺方案设计、瓦斯抽采工程验收报告（竣工、验收资料）、抽采达标评判报告等；（3）瓦斯抽采系统图、泵站平面与管网布置图、抽采钻场及钻孔布置图、泵站供电系统图等；（4）抽采工程年、季、月报表，抽采量年、季、月、旬报表，瓦斯抽采参数测定记录；（5）上级有关瓦斯抽采的相关文件、会议纪要（记录）、专项检查文书等。2、需要定期完善的资料要按照相关规定补充、完善，并归档管理。3、纳入技术档案管理的资料按照档案管理的相关要求编号、编制目录，并指定专人负责。-141- 4、纳入技术档案管理的资料，一般要求作为永久资料予以保存。未经公司总工程师批准，不得销毁。四、瓦斯抽采评判1、抽采基础条件达标：（1）建立井上下立体瓦斯抽采系统，并保证瓦斯抽采系统正常、连续运行；（2）制定瓦斯抽采五年规划和年度实施计划；（3）设计矿井瓦斯抽采达标工艺方案、采掘工作面瓦斯抽采施工设计；（4）采掘工作面瓦斯抽采工程竣工验收资料完善、真实、准确；（5）矿井建立瓦斯抽采达标自评价体系和瓦斯抽采管理制度；（6）瓦斯抽采泵站能力和备用泵能力、抽采管网能力等符合《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》（7）瓦斯抽采系统的抽采计量测点符合规定、计量器具符合相关计量标准和规范要求，并规定定期检验，计量准确；2、预抽瓦斯效果依据如下标准进行评价：（1）井巷揭煤采用穿层钻孔预抽效果评价技术要求：残存瓦斯压力＜0.45MPa；残存瓦斯含量＜5m3/t。验证钻孔无喷孔、顶钻及其他明显突出预兆。（2）煤巷掘进工作面采用“低位岩巷穿层钻孔”预抽效果评价技术要求：实行分单元评价，每预抽评价单元长度不小于500m。残存瓦斯压力＜0.5MPa；残存瓦斯含量＜6m3/t。验证钻孔无喷孔、顶钻及其他明显突出预兆。残余瓦斯压力、含量的测点，按每30m布置一组三个，一个-141- 布置在预抽钻孔控制条带巷道中部，另两个布置在距巷道两侧轮廓线15m处。（3）回采工作面抽采效果评价技术要求：实行分单元预抽效果评价，每预抽评价单元长度不小于500m。残余瓦斯压力：0.5Mpa；残余瓦斯含量：6m3/t；吨煤钻孔量：厚煤层大于0.15m/t;中厚煤层大于0.25m/t;薄煤层大于0.5m/t；验证钻孔无喷孔、顶钻及其他明显突出预兆。残余瓦斯压力、含量的测点，沿回采工作面推进方向每间隔30m在机、风巷各布置1个检验测试点。第四章矿井通风第一节通风系统现状一、通风方式和通风系统公司为煤与瓦斯突出矿井，矿井有完整的独立通风系统，通风方法为中央并列抽出式。有3条斜井（排矸斜井、副斜井、皮带主斜井）进风，有1条回风立井回风，各作业地点均实现独立通风。井筒位于井田中央，现东、西两翼分别独立通风。回风立井安装风机两台型号为AGF606-2.44-1.2-2的轴流式主要通风机，电机功率为500KW，工作风量为6000～6300m3/min，工作风压为1710～2325Pa。经实测矿井总进风量为5288m3/min，矿井负压1800Pa，矿井等积孔2.46m2，能够满足安全生产需要。通风线路为：排矸斜井、副斜井、皮带主斜井→西进风大巷→西区→12000进风石门→12000采面→西区回风巷→新回风暗斜井→地面。-141- 排矸斜井、副斜井、皮带主斜井→东进风大巷→11090进风石门→11090采面→东区回风巷→老回风暗斜井→地面。排矸斜井、副斜井、皮带主斜井→下延采区轨道下山→21040进风石门→21040采面→新回风暗斜井→地面。二、风井数目、位置、服务范围及服务时间全矿井只有一个回风井，位于矿井中部，地面标高+390m，井底标高+263m，承担全矿井各采区的回风任务，服务到矿井报废。三、掘进通风及硐室通风井下掘进工作面采用FBDNo6.3/2*30kW局部通风机通风，工作风量为380m3/min～600m3/min。井下火药库、采区变电所、充电硐室及瓦斯抽放硐室采用独立供风。第二节矿井风量一、矿井总风量计算根据《煤矿安全规程》及有关规定，参考邻近生产矿井实际配风经验，满足井下人员需求、稀释瓦斯、风速等要求，且使每翼总回风流中瓦斯浓度不超过0.75%，矿井总风量采用以下两种方法计算，并选取其中的最大值。1、按同时下井人数需要风量计算Q＝4NK＝4×350×1.15＝1610m3/min式中：Q—矿井总供风量，m3/s；N—井下同时工作的最多人数，350人；K—矿井通风系数，取1.15；4—每人每分钟供风标准，m3/min·人。-141- 2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算Q矿井＝（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K矿通，m3/s式中：∑Q采―采煤工作面实际需要风量的总和，1488m3/s。∑Q掘―掘进工作面实际需要风量的总和，1500m3/s。∑Q硐―独立通风硐室实际需要风量的总和，1440m3/s。∑Q其它―矿井除了采煤、掘进和独立通风硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，350m3/s。K矿通―矿井通风系数，取1.15。（1）采煤工作面需风量计算①按瓦斯涌出量计算：Q采＝125×q瓦采×K采通，m3/min式中：Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦采—采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，工作面为7.44m3/min；K采通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.6；经计算，工作面需风量1488m3/min。②按工作面温度计算：Q采＝60×Vc×Sc×Ki，m3/min式中：Vc—采煤工作面适宜风速，当长壁工作面进风温度稳定在23～26℃之间时，工作面风速应在1.5～1.8m/s之间。取1.6；Sc——采煤工作面的平均断面积，工作面取4m2；Kc——工作面长度系数，当采煤工作面长度为120～150m时，-141- 取1.1；Q采＝60×1.6×4×1.1＝422.4m3/min③按人数计算实际需风量：Q采＝4×N，m3/min式中：N—工作面同时工作的最多人数，29人Q采＝4×29＝116m3/min根据以上计算，采煤工作面配风量取其相应的最大值，即：1488m3/min（2）掘进工作面所需风量①按瓦斯涌出量计算Q煤掘＝125×q瓦掘×K掘通，m3/min式中：Q煤掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦掘—煤巷掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，2.65m3/min；K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取1.15；Q煤掘＝125×2.16×1.15＝380.9m3/min②按掘进工作面（岩巷）一次爆破的炸药量计算Q岩掘＝25×AA—掘进工作面一次爆破的最大炸药量，取10kg。则Q岩掘＝25×10＝250m3/min③按人数计算掘进工作面实际需要的风量：Q掘＝4×N，m3/min式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数，取13人。则Q掘＝4×13＝52m3/min-141- ④按局部通风机实际吸风量计算Q煤掘＝Q扇·Ii+60×0.25S式中：Q扇—局部通风机实际吸风量，m3/min；煤巷掘进工作面选用FBDNo6.3/30×2型对旋局部通风机，额定风量为380～600m3/min，Ii—掘进工作面通风的局部通风机台数，1台；0.25—有瓦斯涌出的半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；S—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，煤巷掘进工作面断面积为8m2；Q煤掘＝380+60×0.25×8＝500m3/min⑤按风速进行验算：15×S掘≤Q式中：S掘—掘进工作面的过风断面积，180m3/min≤Q煤掘≤420m3/min根据上述计算，煤巷掘进工作面配风量取其中相应的最大值，即：Q煤掘＝500m3/min；风速均符合要求。掘进工作面最大需风量按3个煤巷工作面计算，所以：∑Q掘＝500×3＝1500m3/min3、硐室实际需风量根据《煤矿安全规程》的有关规定，井下需独立回风的硐室供风量如下：爆炸材料库供风量：170m3/min下延采区瓦斯泵站供风量：180m3/min下延采区绞车房供风量：160m3/min-141- 下延采区泵房供风量：210m3/min东区瓦斯泵站供风量：150m3/min东区变电所供风量：150m3/min西区变电所供风量：200m3/min充电硐室供风量：180m3/min公司井下共设爆炸材料库1处，电机车维修充电硐室1处，瓦斯泵站2处（含在建泵站），采区变电所2处，充电硐室1处，主要绞车房1处，故：∑Q硐＝170+180+160+210+150+150+200+180＝1400m3/min⑸井下其它巷道需风量井下其它巷道需风量按采煤、掘进、硐室的总和的5％来考虑。∑Q其它＝（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐）×5%＝（1488+1440+1500+350）×5%≈4445m3/min综合上述计算：Q矿＝（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×k矿通＝（1488+1440+1500+350）×1.15＝4830m3/min。3、风量分配根据计算结果，将矿井总风量分配到井下各用风地点：二1煤普采工作面：1488m3/min；煤巷钻爆法掘进工作面：1500m3/min；爆炸材料库供风量：170m3/min下延采区瓦斯泵站供风量：180m3/min下延采区绞车房供风量：160m3/min-141- 下延采区泵房供风量：210m3/min东区瓦斯泵站供风量：150m3/min东区变电所供风量：150m3/min西区变电所供风量：200m3/min充电硐室供风量：180m3/min其它巷道及用风地点：350m3/min经验算，各用风地点的风量和风速均满足《煤矿安全规程》要求，能保证井下各处瓦斯浓度、有害气体浓度不超过《煤矿安全规程》的规定。需要提醒的是：设计风量分配数据仅为一理论数值，生产中还应根据井下的情况变化和瓦斯涌出量数值，相应调整风量分配数值。二、通风负压与等积孔计算1、矿井负压计算⑴摩擦阻力依据采区接替安排，本矿井通风容易，通风容易时期摩擦阻力为1618Pa，通风困难时期摩擦阻力为2113Pa。⑵局部阻力根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，改扩建矿井通风局部阻力按井巷摩擦阻力的15％考虑。⑶矿井通风总阻力本矿井为抽出式通风方式，矿井通风总阻力按以下公式计算：H小＝h摩小＋h局小H大＝h摩大＋h局大式中：H小——矿井通风容易时期总阻力；H大——矿井通风困难时期总阻力；-141- h摩小——矿井通风容易时期摩擦阻力；h摩大——矿井通风困难时期摩擦阻力；h局小—矿井通风容易时期局部阻力，按摩擦阻力的15％考虑；h摩大—矿井通风困难时期局部阻力；按摩擦阻力的15％考虑；则计算得：H小＝1620+1620×15％＝1860Pa；H大＝2005+2005×15％＝2300Pa；即：本矿井通风容易时期总阻力为1860Pa；通风困难时期总阻力为2430Pa。2、等积孔计算回风斜井等积孔按下式计算：A＝式中：A——矿井等积孔，m2Q——矿井需要风量，m3/sh——矿井通风负压，Pa分别计算矿井通风容易时期和困难时期的等积孔结果如下：Amax和Amin值均大于2，所以本矿井通风难易程度为容易。三、矿井通风能力校核矿井通风容易时期风量88m3/s、负压1800Pa，通风困难时期风量88m3/s、负压2300Pa。-141- 回风井现有主要通风机型号为AGF606-2.44-1.2-2的轴流式风机，电机功率为500KW，工作风量为6000～6300m3/min，工作风压为1710～2325Pa。经验算，能满足矿井安全生产用风需要。第五章粉尘灾害防治第一节粉尘危害及防尘措施一、煤尘爆炸性据历年来煤尘爆炸性鉴定报告，二1煤层的煤尘据有爆炸危险性，但未发生此类安全事故。矿井中粉尘除了对人体带来一定程度的危害外，其积聚到一定浓度遇到引爆的热源将会产生煤尘爆炸，直接造成重大人员伤亡和巨大财产损失。二、防尘措施矿井设计采取综合防尘措施：掘进工作面主要消除爆破产生的粉尘，应采取湿式凿岩、喷雾洒水、爆破喷雾、使用水炮泥、风流净化、个体防护等综合防尘措施；回采工作面采取煤层注水、喷雾洒水、通风除尘、个体防护等综合防尘措施；对装载点、卸载点、煤流运输、储存等产生粉尘地点，采用喷雾洒水、控制风速、清扫冲洗、水幕隔爆等综合防尘措施。由于井下工作空间狭窄，供风量有限，工作时产尘量大，煤尘浓度高。因此，为保护工人健康和防止煤尘爆炸事故，在矿井建设和生产时均应制定除尘、降尘和防止煤尘爆炸事故的措施。-141- 喷雾洒水：在采掘工作面、装载点、卸载点、提升运输、煤仓等井下作业地点，均设置喷雾器喷雾洒水。该方法简单方便、经济、有效，降尘率为30～60％。风流净化：在各含尘量较大的进风巷中设置水幕、捕尘网、降低粉尘浓度，避免进风流污染。根据巷道煤尘积聚情况冲冼巷道和清扫巷道浮煤，防止煤尘聚集，浮煤及冲洗下来的煤泥及时装车运至地面。其它降尘措施对于有煤尘积聚的巷道要根据煤尘积聚情况进行及时冲洗，冲洗水源接自井下消防洒水管网，冲洗下来的煤尘要及时运至地面。保持巷道有一定的湿润性，防止煤尘飞扬。定期对主要大巷刷浆。对浮游煤尘主要采取喷雾降尘加人工清理的方式。矿井通风必须做到有效、稳定和连续供风，及时排除井下煤尘。第二节井下消防、洒水（给水）系统一、水源及供水系统地面有处理水场，一个200m3静压水池，井下消防和降尘洒水采用消防与洒水合一的管网，管材采用无缝钢管。管径DN≥50mm，采用快速接头，管径＜50mm采用丝扣连接，阀门采用法兰连接。在管线上每隔100m设DN50支管装阀门，阀门后面装快速接头。在带式输送机巷道中每隔50m设DN50支管阀门，阀门后装快速接头。水源由地面水池、副井井筒直达井下各作业地点，采用φ50mm钢管钢管分别通达各采掘工作面（大巷及采区上下山采用φ108mm钢管，掘进工作面、采煤工作面风机巷采用φ25mm钢管），水质、水量及水压符合《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）的要求。3、井下防尘洒水（1）给水栓的设置在下列部位设置相应规格的给水栓：-141- ①设有供水管道的各条大巷及顺槽每隔100m应设置一个规格为DN20球队形阀门；②掘进巷道中岩巷每100m、煤巷每50m设置一个规格为DN20球形阀门；③煤仓、溜煤眼、转载点等需要冲洗巷道的位置。（2）喷雾装置的设置在下列部位设置喷雾装置：①在井下采掘工作面、液压支架产尘源必须设置喷雾防尘装置；②在煤炭运输系统中的煤仓、溜煤眼、带式输送机、刮板输送机、转载机等的转载点上，必须设置喷雾防尘装置。（3）风流净化水幕的设置在下列地点设置风流净化水幕：①采煤工作面进回风顺槽上下出口30m内；②掘进工作面距迎头50m内；③装煤点下风方向15～25m处；④带式输送机巷道、刮板输送机顺槽及巷道；⑤采区回风巷及承担运煤的进风巷；二、掘进工作面综合防尘根据《煤矿安全规程》的有关规定：“掘进井巷和硐室时，必须采取湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩（煤）洒水和净化风流等综合防尘措施”。各掘进工作面均采用综合防尘，包括冲洗岩帮、湿式凿岩，装岩洒水、放炮后消烟灭尘等措施。三、采煤工作面综合防尘1、采前煤体预注水：在采煤工作面每隔一定的距向煤体钻孔注水，以增加煤体内的含水量，使煤体预先得到润湿。-141- 2、运输过程的防尘：由于采取了煤体注水喷雾洒水降尘措施后，一般煤流过程可不设洒水器，只在装载、转载点及溜煤眼等处安装洒水喷雾降尘。第三节防爆措施公司开采的二1煤层煤尘有爆炸性，生产中主要进行煤尘爆炸的预防和隔爆措施：1、掘进井巷，采取湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、水炮泥封孔、爆破喷雾、装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。2、矿井建立完善的防尘供水系统。没有防尘供水管路的采掘工作面不准生产。主要运输巷、回风巷、采煤工作面运输巷与回风巷、掘进巷道、卸载点等地都要敷设了防尘供水管路，并安设支管和阀门。3、在采煤工作面、井下煤仓及溜煤眼、输送机、装煤机和其它转载地点等产尘量大的地点，配置了自动洒水设施，设计配备了专门人员，定期清扫冲洗沉积在巷道壁和支架上落尘。4、井下所有巷道按规程要求均设置了隔爆水棚。矿井进风巷中设洒水系统，净化风流。采煤工作面回风巷、掘进工作面设置水幕降尘，在煤流系统转载处喷雾降尘。5、配备了防尘口罩，对掘进工作面工作人员进行个体防护。6、矿井应每周至少检查1次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量是否符合要求。7、井下所有运输、轨道大巷和回风大巷一个月冲洗一次，采区巷道半个月冲洗一次，带式输送机巷道一个星期冲洗两次，回采工作面班班冲洗。-141- 第四节隔爆措施一、隔爆措施隔爆措施是把已发生的爆炸截住，不使其传扩开来，以限制在最小的范围内，使爆炸不致由局部扩大为全矿性的大灾难。隔爆措施有设置水棚、隔爆水幕等。二、隔爆水棚（一）主要隔爆棚和辅助隔爆棚水棚隔爆原理是以水取代岩粉，利用水在爆炸高温下汽化为雾带并吸收大量爆炸时产生的热，熄灭火焰并阻止爆炸的传播。水棚按隔绝煤尘爆炸作用的保护范围，分为主要隔爆棚和辅助隔爆棚。1、主要隔爆棚应设置在下列地点：（1）与井筒相连通的主要运输大巷和回风大巷等巷道；（2）相邻采区之间的集中运输巷道和回风巷道；（3）相邻煤层之间的集中运输石门和回风石门。2、辅助隔爆棚应设置在下列地点：（1）采煤工作面进风、回风巷道；（2）采区内的煤层掘进巷道或半煤巷掘进巷道；（3）采用独立通风、并有煤尘爆炸危险的其它巷道。（二）隔爆水棚设置1、水棚的结构和选型水棚是由架设于巷道顶部的水棚组成，水棚包括水槽棚和水袋棚。水袋都符合MT157-87《煤矿用隔爆水槽、隔爆水袋通用技术条件》的规定，经国家质检部门检验合格；小于40L的水袋棚，不得作为主要隔爆棚。-141- 2、水槽棚的计算与布置（1）总水量：G=g×sg—每m2巷道需水量kg/m2，主要巷道取400kg/m2，其它巷道取200kg/m2；S—巷道断面积m2（2）每架水棚水量Gn：设计选用水槽每个容量40L，每架2个水槽80L（3）水棚架数n=G/Gn（4）水棚长度：L=n×cn—水棚架数，架c—水棚间距，m，取c=2.0m3、水槽棚列间距集中式水槽棚棚列间距按不小于1.2m，也不大于3m布置。主要隔爆棚的棚区长度不得小于30m，辅助隔爆棚的棚区长度不得小于20m。4、水棚的设置（1）水棚位置的设置原则①水棚安设在直线巷道内，安设区前后至少20m长的范围内巷道断面形状尺寸应保持一致。水棚禁止安设在巷道挑顶的地方。②集中式水棚安设在与采掘工作面、装载点等爆源的距离大于60m，小于200m的范围内。在工作面顺槽内，新安设的水棚与工作面的距离为200m。③在巷道交岔口，集中式水棚的安设位置距巷道交岔口转弯处的距离应大于50m，小于75m。距风门和调节风门必须大于25m。④-141- 在回采工作面巷道和煤层掘进巷道，两相邻集中式水棚之间的距离不得大于200m，特殊情况下不得大于250m，在其它巷道内不得大于400m。⑤棚列的水棚之间的间隙与水棚支架或巷道周壁之间的间隙之和不得大于1.5m，特殊情况下不得大于1.8m，两个水槽之间的间隙不得大于1.2m。⑥水棚边缘与巷壁、支架、顶板之间的垂直距离不得大于10cm，水棚底部至底板（或顶梁）的垂直距离不得大于1.6m，水棚底部至巷道轨面的的垂直距离不得低于巷道高度的1/2，并不小于1.8m。（2）水棚隔绝煤尘爆炸的保护范围①隔绝矿井两翼与井筒相通的主要运输大巷、进风大巷、回风大巷。②隔绝两相邻采区之间的运输巷和回风巷。③隔绝采煤工作面，煤巷、半煤岩巷掘进工作面。④隔绝采用独立通风并有煤尘爆炸危险的其它巷道。⑤隔绝与煤仓、装载点、爆破材料库相通的巷道。（3）水棚的设置位置和数量根据以上水棚的位置设置原则和水棚隔绝煤尘爆炸的保护范围，设计在轨道石门、进风石门、上仓皮带输送机巷、回风巷、采区上山、工作面顺槽、掘进工作面等巷道中设置了隔爆水棚。5、水棚的管理及注意事项（1）矿井防尘图上须标明水棚的准确位置，注明棚区长度、水棚装置形式、总水量。-141- （2）水棚区布置有上水管接头，备有上水软管。损坏的水棚必须及时更换，随时补充水槽内的水，40L水槽的实际盛水量不得小于35L。（3）水棚与工作面距离超过规定时，要及时移动，移动水棚时必须按规定进行，先将一半水棚移到指定位置安装好，盛满水后，再移动另一半水棚到新指定的地点安装好并盛满水。（4）水棚盖或水面有沉淀的煤尘及时清除。（5）水棚应每周至少进行一次检查。第六章防灭火第一节煤层自燃发火危险性及防灭火措施一、煤层自燃发火危险性据2004年河南煤田地质二队核查报告资料，靠近煤矿的二1煤层数据显示二1煤层自燃倾向等级为Ⅲ类，即不易自燃煤（见表6-1）；另据临近煤矿的暴雨山矿送二1煤样至抚顺煤科总院鉴定结果，二1煤层自燃倾向等级为Ⅲ类，即不易自燃煤。2011年公司送煤样至平煤集团能源化工研究院瓦斯研究所实验室鉴定结果为不易自燃煤层，近日将取煤样送有资质单位再次鉴定，鉴于公司开采历史上（1997.3月）曾发生过采面自燃事故，据此，按自燃煤层考虑，矿井防灭火主要是对内因火灾的防治。2004年河南煤田地质二队核查报告资料。煤的自燃发火倾向测定结果表表6-1采样地点及样品编号煤层燃点温度(℃)原样氧化样还原样评价2601孔全二1381342384易自燃坡池矿全二1385355386不易自燃平均383349385不易自燃-141- 从表中可以看出二1煤不易自燃。二、煤层的自燃预防措施（一）开拓开采方面的措施1、根据井田煤层赋存条件，本矿井井下主要巷道及硐室布置在二1煤层底板岩层中，对煤层及时封闭，尽量避免煤层直接暴露而氧化，从根本上预防煤层自燃的可能。2、回采工作面采用走向长壁采煤法，工作面采用后退式开采，全部陷落法管理顶板；及时封闭采空区，防止向采空区漏风；工作面顺槽沿空送巷，尽量少留煤柱。3、采区边界、大巷、下山都预留了保护隔离煤柱，避免了相互串风、漏风，从而达到有效预防煤层自燃的目的。4、采区、工作面设计时少掘不必要的巷道减少煤层暴露，避免围岩压力集中，最大限度保持煤层、煤柱完整。5、煤柱的锐角部分不可避免时，除强化支护外还要将其受压易碎段喷浆。6、掘进巷道一律沿顶板施工。施工避难硐室或钻场要制定严格的防冒顶措施及高冒点、裂隙带充填喷浆防氧化蓄热措施。（二）通风措施1、矿井采用中央并列式通风方式，抽出式通风。主要进、回风巷采用混凝土砌碹或锚网喷支护，并对其巷壁刷浆，减少了通风阻力系数，为矿井降低通风阻力，减少漏风创造了条件。回采工作面为全负压“U”形通风方法，进、回风巷清扫干净整洁，尽可能降低通风阻力，工作面反风风门设置于中部车场岩巷内或煤柱范围内，煤、岩状况良好。工作面停采后及时进行密闭，密闭设置在围岩保持完好的地点，避免向采空区漏风。-141- 2、主扇设有反风装置，可满足全矿井反风要求；采区相关巷道设有反向风门可实现局部反风。3、设计中有完善的消防洒水系统。（三）监测方面的措施矿井安装有监测监控系统，在采掘工作面、采区及矿井回风流内均安设有温度、一氧化碳等传感器和报警装置。矿井配备有CZY50型一氧化碳检定器5台及足量检定管、一氧化碳便携仪25台、红外线测温仪4台。（四）预防性灌浆将黄土、砂子、水等按一定比例配合制成泥浆利用高度差或泥浆泵通过输浆管路将其送到采空区等可能发生自燃火灾的地点，以防止自燃火灾的发生。公司地面建有防灭火注浆泵站一座，通过￠100注浆管路与采煤工作面风巷注浆管相连，可根据需要随采随注。另外矿井备有移动式防灭火注浆装置一台，可根据井下防自燃实际，实现移动式防注浆灭火。（五）阻化剂防火采用一种或几种物质的溶液或乳浊溶液灌注到采空区、煤柱裂隙等易于自燃的地点，降低煤的氧化能力，阻止煤的氧化进程。比较常用的阻化剂有消石灰、氯化钙、食盐与水玻璃等。加入少量湿润剂后单独使用（注入煤柱或喷洒在采空区内）或加入泥浆内提高泥浆的防火效果。第二节井下外因火灾防治一、电气事故引发的火灾防治措施-141- 井下所有机电硐室及通道设计都布置在岩层内，距开采煤层有一定距离，且所有硐室及通道均采用砼砌碹或锚喷等不燃性材料支护，各硐室都有两个以上安全出口。井底主变电所和采区变电所硐室及通道采用砼砌碹支护，并且砼铺底，在与井底车场相连的通道内设密闭门一座，可作防火和防水用，与井底主排水泵房相连处及变压器与配电室之间分别设有防火栅栏两用门各一座，各硐室还按规定配备有手提式灭火器、消防砂。井底主排水泵房和采区水泵房硐室及通道采用砼砌碹支护并且砼铺底，在其通道内设有密闭门一座，可作防火和防水用，硐室内设有手提式灭火器。二、其它火灾的防治措施（一）防止地面明火引发井下火灾的防治措施1．严格执行《煤矿安全规程》关于消除明火的有关规定。井口要建立入井检查制度，在井口20m范围内禁止明火，井口设有防火门和消防栓及手提式灭火器，防止地面明火引起井下火灾。井下和井口房不得从事电焊、气焊和喷灯焊接工作，如果井下需要，必须制定安全措施，并严格按照《煤矿安全规程》第223条有关规定执行。2．矿井的临时矸石场、锅炉房炉灰场、坑木场及坑木加工房的位置距离进风井筒均大于80m，其火灾不会波及井下，而且这些设施设有消防给水系统，都配备有防灭火器材。矿井坑木房设有室内消防给水系统，并配备了灭火器材，室外设有消火栓。3．为防止地面明火引发井下火灾，进风井口设显著警示标记，设置安全检查员，杜绝明火带入井下。4．-141- 矿井机修维修车间设有室内消防给水系统，并配备了灭火器材；室外设有消火栓，车间内使用乙炔发生器和氧气瓶等焊接时设隔离间进行保护。5．矿井消防材料库有轻便轨道接通，事故紧急状态下可快速迅捷作业而不延误时间，且与其它库房隔断。6．地面消防体制采用临时高压制，发生火灾时启动专用消防给水泵进行加压灭火。工业场地室外消防统一考虑。工业场地内设有日用消防水池及水泵房。工业场地地面消防用水取自地面日用消防水池。消防给水管道与生活给水管道合用同一供水管网。地面洒水主要是煤流干道及储煤场的洒水，其用水由地面一座生产清水池供给。7．加强临时矸石堆放场地、井架、炉灰场、井口房等的消防管理，并制定相应的措施。8．矿井主要通风机能实现全矿井反风，区域或局部反风通过井下巷道布置及井下通风设施来实现，以便井下发生火灾时改变风流，控制火灾。9．井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定安全措施，并遵守下列规定：①指定专人在场检查和监督。②电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。工作地点应至少备有2个灭火器。③在井口、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。④-141- 电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%，只有在检查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。⑤电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查1h，发现异状，立即处理。⑥煤层中未采用砌碹或喷浆封闭的主要硐室和主要进风大巷中，不得进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。（二）防止井下爆破引发火灾的措施1．井下爆破材料必须选用正规厂家的合格产品，且必须分批次、分品种存放在爆破材料库内，并经过检验后方可下井。2．井下爆破材料的使用必须严格管理，使用前由放炮员专人领取，当班未用完的必须送回发放室保存。3．必须采用毫秒电雷管，炮泥要填实，放炮前必须检测瓦斯等有害气体浓度，并对其周围物料进行清理，严禁堆放易燃易爆物品。严禁使用产生火焰的爆破材料和工艺。4．严禁明火、普通导爆索或非电导爆管放炮和放糊炮5．放炮员、班组长、瓦斯检查员必须在现场执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。6．装药前和放炮前，放炮员必须检查瓦斯，如果放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1％时，严禁装药和放炮。7．炮眼内发现异状，温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时，严禁装药、放炮。-141- 第七章矿井防治水第一节矿井水文地质一、水文地质情况（一）含水层与隔水层1、含水层与隔水层的组合及特征据核查区内的岩性，含水性及地下水的贮存、埋藏特征，及对本矿开采对象二1煤层的影响程度，自下而上共分七个含水层和四个主要隔水层。（1）含水层①寒武系灰岩含水层由张夏组鲕状灰岩和崮山组白云质灰岩组成。岩性比较稳定，揭露厚度261.50m，该层中见有溶沟、溶槽和蜂窝状的溶孔或溶洞等溶蚀现象。岩溶发育的程度，不仅与岩性有关，而且也受构造控制，从而造成了岩溶发育的不均一性和形态的多样性。该含水层位于二1煤层下部，距二1煤层平均63.18m。其间夹有三个较稳定的隔水层,层地下水不能直接进入二1煤矿床。属二1煤层底板间接充水含水层。②太原组下段灰岩含水层由L1～L4灰岩组成，分布零星。岩溶裂隙发育较差，且被方解石充填。该层含水性弱，导水性差，属岩溶裂隙承压水。该层顶部至二1煤层底板间距，一般约35m。夹有二个较稳定的隔水层，该层地下水不能进入二1煤层矿床。属间接充水含水层。③太原组上段灰岩含水层二1煤层底板L6～L8灰岩含水层，层位亦较稳定,厚度约9.5m。该层含水性及导水性较弱，且不均一，距二1-141- 煤层一般约10m。为直接充水含水层。④山西组砂岩含水层由山西组二1煤顶部中粗粒砂岩组成,一般有1～4层，平均10.90m。该层含水性弱，且不均一，属孔隙裂隙承压水。此含水层为二1煤层直接顶板或有薄层伪顶相隔，因此，地下水可直接进入二1煤层矿床，属顶板直接充水含水层。⑤下石盒子组三煤段砂岩含水层一般由2～3层灰白色厚层状中粗粒长石石英砂岩和石英砂岩组成,砂岩总厚平均为13m。其中砂锅窑砂岩较发育，层位较稳定。其余常相变或尖灭,不发生水力联系。属孔隙裂隙承压水。为二1煤层顶板间接充水含水层。⑥平顶山砂岩含水层由灰白色厚层状中粗粒或巨粒长石石英砂岩组成，平均厚度83.98m。主要分布于矿区北部，含水性和导水性较佳，属孔隙裂隙承压水,为二1煤层顶板间接充水含水层。⑦第四系含水层第四系含水层多分布于溪沟两侧,厚度一般13m左右。该层含水性较弱,距二1煤层远，对开采二1煤层影响不大。（2）隔水层①本溪组隔水层由铝土质泥岩和铝质岩组成。沉积连续，层位稳定，平均厚8.00m。岩石致密，节理裂隙不发育。可阻隔太原组下段灰岩和寒武系灰岩水发生联系。-141- ②太原组中段隔水层指L4和L6灰岩之间的泥岩、砂质泥岩和粉、细砂岩。平均厚11.83m。该段岩石较致密，节理裂隙发育较差，可阻隔太原组上段灰岩与下段灰岩水的联系。③二1煤底板隔水层该层下自太原组上段灰岩顶，上至二1煤层底。以泥岩、砂质泥岩为主。一般厚18.30m左右。层位较稳定，可阻止太原组上段灰岩水进入二1煤矿床。④二1煤顶板隔水层主要指二1煤层顶板至砂锅窑砂岩之间的泥岩、砂质泥岩及粉砂岩。该隔水层平均厚度58.73m。该隔水层厚度大，较致密，一般情况下可阻止上、下含水层的沟通。公司底板隔水层厚度涌水地点区域位置孔口高程观测层位终孔时间水压(Mpa)水量(m3/h)水位(m)进入寒灰位置隔水层厚度备注钻孔编号z初始压力初始水量初始水位1#孔东大巷53寒武系灰岩2006.11.300004453.7干孔2#孔西大巷52.4寒武系灰岩2006.12.90.92.714330.5560.4　3#孔1-1采区水仓-3.846寒武系灰岩2008.10.250.150.481167.2158.5干孔4#孔炸药库口50寒武系灰岩2008.11.281.353.918589.760　5#孔回风下山±0-7寒武系灰岩2010.2.202.95.128339.559　6#孔轨道下山-50-50寒武系灰岩2010.9.102.81.182303661　7#孔11070平台49.547寒武系灰岩2010.9.171.41.718954.553.5　8#孔轨道下山-100-100寒武系灰岩2010.9.281.28.692037629-1孔11090下底抽巷40寒武系灰岩2011.5.291201408755.810-2孔11090下底抽巷63寒武系灰岩2011.7.41.3545.51988955.510＃孔轨道下山-200-200寒武系灰岩2012.7.34.032320372.761.511＃孔运输下山-150-148寒武系灰岩2012.7.193.6282127861.5太灰1＃孔轨道下山-200-200太原组灰岩2012.10.18000-141- 2、断层对矿床充水的影响区内构造主要为北东向和北西向的两组张性或压扭性断裂。对地下水运移、贮存和阻隔起了控制作用。纸坊断层（F42）位于核查区西部边界。为高角度的张性正断层。其伴生构造有F44断层和纸坊背斜，所遇断层带无漏水现象。资料表明，该断层带具有阻水作用，断层两盘地下水不会发生水力联系。尽管如此，开发西端二1煤时，应引起高度注意，边探边采，且应留有足够的断层防隔水煤柱，防止底板突水。盆窑断层（F63），位于区内，属张性断裂，地面见有破碎带及构造角砾岩。山西组砂岩和太原组上段灰岩均发现漏水现象，该断层附近，二1煤层顶、底板直接充水含水层（山西组砂岩和太原组上段灰岩）含水性较强，涌水量较大，可能与断层影响有关。因此应引为重视，防止断层带水突进矿井。3、地下水、地表水与大气降水之间的关系及排泄大气降水是地下水和地表水的主要补给来源。区外南部妙水寺泉，雨季流量为38.52L/s，干旱季节有时断流；纸坊泉雨季流量为25.4L/s，干旱季节为7.5L/s。据井泉调查资料，雨季涌水量一般比干旱季节大4倍左右。本区属透水岩层与隔水岩层互层的单斜蓄水构造。各煤组含水层（段）的补给区，主要位于透水岩层逆倾斜一方。地下水主要靠大气降水补给。因构造简单，地形坡度大，植被稀少和出露面积较小等，补给条件不佳。地下水的迳流，呈现先向深部，而后水平迳流的特点，寒武系灰岩含水层位于南部山区，是地下水补给区，大气降水为主要补给来源。-141- 据原始资料统计，在692.75km2的预测面积中，年渗入地下的水量为75.65×106m3。碳酸盐分布区，地下水迳流模数为3.28L/s(km)。地下水以泉水形式排泄于沟谷之中。其次为人工开发。根据地下水均衡原理，其排泄量基本等于补给量。由于地形、植被和岩层的组合比较复杂，详尽研究各岩层的下渗情况和计算下渗量，尚有一定困难，仅对二1煤层下伏含水层降水渗入量计算如下：计算公式为：Q=αAF式中：Q——补给量(m3/d)A——多年平均降水量，采用伊川县气象站1957～1980年平均值0.64155(m/a)。F——补给区面积。由图上查得，为14750000m2。α——渗入系数，采用经验数为0.22。代入公式：Q=0.22×0.64155×14750000=2.08×106(m3/a)=5703.64(m3/d)在天然状态下，妙水寺泉和纸坊泉是近14.75平方公里范围内地下水的排泄口。利用地下水均衡原理，补给量近似等于排泄量，采用迳流模数法计算地下水排泄量如下。计算公式为：Q=MF式中：Q——排泄量(m3/d)F——计算面积为14.75(km2)M——地下水迳流模数为4.31L/s.L(km2)。代入公式：Q=4.31×14.75=63.57L/s=5492.45m3/d预算结果：补给量基本等于排泄量。-141- （二）充水因素分析1、大气降水大气降水是井田充水的主要因素。降水量具有明显的季节性，雨季（7～9月份）占年降水量的50%左右。其它季节降水稀少。根据生产矿井调查。矿井涌水量一般雨季比旱季大一倍左右。2、地表水水源井田内展布有沿煤层走向的暴雨溪和穿越煤层走向的石峪沟溪及泰沟寺溪等。流量随季节变化甚大，雨季水位高流量大，干旱季节流量小，甚至干涸断流。上述溪流经过的地段，一般都有较厚的隔水层，加之地形坡度较大，断层稀疏且断层带常被充填，故一般地表水不易渗入矿井。另外还有红土坡，冷水泉等多个水库，但一般都是雨季有水，旱季干涸。据盛产矿井调查，浅部的小煤矿，未见到地表水水源进入矿井的现象。但随着开采面积的扩大，特别在地表水体下部采煤时，要防止矿山压力所引起的裂隙或断层裂隙导水。3、地下水水源二1煤层的直接充水含水层由山西组砂岩和太原组上段灰岩组成，山西组砂岩含水层位于二1煤层之上。在部分钻孔中见其为二1煤层直接顶板，开采期间该含水层中的地下水将通过直接顶板或伪顶裂隙进入矿井。据钻孔抽水试验资料：单位涌水量小于0.1l/sm，且不均匀，含水性甚弱。所以该含水层对矿井充水影响不大。现采二1煤层的矿井，均为该层充水，但水量有限，易于疏排。太原组上段灰岩含水层距二1煤层平均间距18.30m，最大的为57.50m，最小为5.45m。其间为泥岩或砂质泥岩等隔水层，隔水性较好。所以尽管该含水层水量偏大，但不易进入二1煤层矿床。据生产矿井调查资料：未见过底板水进入二1煤层矿井的情况。-141- 4、老窑水本井田周边老窑开采历史悠久，沿二1煤层露头老窖甚多，给接近老窖采煤带来很大的威胁，据调查，上庄煤矿曾发生两次老窑突水，造成淹井事故，因此老窑充水应引起重视。由于老窑停采时间不一，积水量不便估计，故在二1煤层底板等高线图上圈出了老窖开采边界，采矿接近老窖警戒线时，应执行先探后掘措施，预防发生老窑水突水事故。（三）矿井涌水量及预计二1煤层直接充水含水层涌水量的总和，即接近矿井的总涌水量。间接充水含水层不应参与涌水量的预计。因矿井涌水来源主要为顶板砂岩含水层，故水位降深数据采用区内1001孔二1煤层顶板砂岩含水层抽水水位标高385.50m计算而来。（四）水文地质类型划分1、含水层大气降水是地下水和地表水的主要补给来源，暴雨溪为季节性溪流，干旱季节常干涸。地下水主要靠大气降水补给，但因构造简单，地形坡度大，植被稀少和出露面积较小，所以补给条件不佳。矿井水文地质条件为简单类型。本井田内的水害威胁主要是二1煤顶板砂岩裂隙水。矿井当前二1煤层以顶板裂隙含水层充水为主，结合实际揭露区域水文地质条件对矿区水文地质条件及含、隔水层、矿井充水因素的分析，随着开采的深入，二1煤顶板砂岩裂隙水将成为主要充水水源。二1煤层直接充水含水层为山西组砂岩。据矿井调查，主要以顶板水为主，钻孔抽水试验，山西组砂岩裂隙含水层单位涌水量（q）小于0.001L/s·m。矿井水文地质条件属简单类型。-141- 2、矿井及周边老空水分布状况分析：+50m水平以下采区由于煤层埋藏较深，该区域又都在深山之下，没有发现小煤矿开采现象。因此不受小煤矿老窑水的影响，矿井水文地质类型属简单类型。3、矿井涌水量分析：根据“中平〔2013〕428号《关于矿井水文地质类型审查结果的通知》”预计正常涌水量210m3/，最大涌水量420m3/h。2013、2014年矿井实测涌水量：正常涌水量为160m3/h，最大涌水量为250m3/h。井下无突水现象，防治水工作简单。水文地质条件属中等类型。4、突水量分析：井下无突水情况。矿井水文地质条件属简单类型。5、开采受水害影响程度分析：矿井无突水，采掘工程不受水害影响。矿井水文地质条件属简单类型。6、防治水工作难易程度分析：防治水工作简单。矿井水文地质类型属简单类型。综合评定，公司井田二1煤层直接充水含水层为山西组砂岩，大气降水为主要补给水源，富水性较弱。所以，公司井田水文地质条件属中等类型。三、防治水机构、制度1、矿井防治水机构为了保证矿井的安全生产，避免发生一切水灾事故和一旦发生水灾事故时，最大限度的减少人员伤亡和财产损失，将事故降低到零，特成立防治水领导小组:组长：总经理书记副组长：总工程师生产副总经理安全副总经理机电副总经理-141- 成员：地测副总及各业务部室人员领导小组下设办公室，办公室设在生产技术部。防治水办公室主任：生产技术部部长（兼）公司成立探水队，同时任命一个队长、三个副队长及一个技术员，探放水队职工10人。探放水队目前有探水钻机2台。公司按照〈〈煤矿防治水规定〉〉和新“煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法（试行）”标准重新修订了防治水岗位责任制，建立健全了各项防治水规章制度，明确规定了从总经理到每个岗位普通职工的各项职责和义务，以促使各级员工共同监督、落实防治水工程施工情况，切实做到“齐抓共管”。并根据生产实际及时对规章制度进行补充完善，为矿井防治水工作的开展提供依据。四、井下排水公司中央泵房有内、外两个水仓，水仓总容量2250m3。外水仓容量1250m3，内水仓容量1000m3。中央泵房安装水泵四台，一台MD450型主排水泵，三型号均为200D43×9，单泵排水能力280m3/h。中央泵房至地面安装两直径为250、200mm的排水管路两趟，直接排往地面。-200水平排水系统外水仓容量2500m3，内水仓容量1760m3。-200水平泵房布置MD580型排水泵三台，一趟管径为250mm排水管路直接排往地面，一趟排到+50水平中央水仓。二1-21020采面排水能力：机巷水仓布置：QBW70-40-13型水泵三台，一趟管径为200mm、三趟管径为100mm的排水管路，汇入中央泵房再排往地面。二1-12000采面配备3台46D43×9水泵，两趟管径为100mm、200mm的排水管路，汇入中央泵房再排往地面。-141- 公司于2013年5月进行了水泵联合试运转，经实际运行，一切正常，符合《煤矿安全规程》的相关要求。总体上，公司排水系统完善，排水能力能满足《煤矿安全规程》规定的要求和矿井排水的需要。第二节矿井防治水措施一、矿井防治水采取的安全保证措施1、暴雨期间巡视及停产撤人制度为认真贯彻落实“安全第一、预防为主、防治结合”的方针，防范应对暴雨天气期间可能引发淹井、大范围停电事故的发生，减少和控制此类重大安全生产事故可能造成的人员和财产损失，结合我公司实际情况，特制定本制度：⑴、健全完善防范自然灾害预警、预报、预防处置机制。夏季三防”指挥部密切掌握本地区的天气变化、汛情通报及矿井所在区域的降雨量情况，强调调度员十项应急处置权，完善三分钟通知到井下所有人员的规定和设施，确保在降大到暴雨时，第一时间采取有效应对措施。⑵、在降大雨前、暴雨时和降雨后，积极组织技术人员到本井田范围内及可能波及的周边废弃老窑、地面积水坑、河流、堤防和井下涌水点、挡水设施等重点部位进行24小时不间断巡视检查，全面巡查矿区洼地积水和河道泄洪情况。⑶、认真落实灾害性天气停产撤人制度。凡在24小时连续观测降雨量超过50毫米时，全部立即停产撤人，实施紧急避险。⑷、应急组织及指挥机构“夏季三防”指挥部为暴雨天气应急处置的指挥机构，当日值班公司领导为当日应急处置总指挥，全权负责暴雨天气停产撤人工作。-141- ⑸、应急处置收到灾害性天气预警信号后，“夏季三防”指挥部负责组织各责任单位按照职责分工做好防灾准备工作、认真查险排险、及时组织井下人员上井避险准备工作、认真落实减灾救灾各项措施、全力做好灾害天气应急准备工作。⑹、具体要求：①“夏季三防”指挥部要根据实际情况加强预案的动态管理，及时分析和发现气象灾害应急处置中存在的问题，不断修订完善相关应急预案，切实增强预案的针对性和适用性。②“夏季三防”指挥部与气象部门建立信息互通机制，及时掌握地方气象局发出的气象灾害警报和灾害天气预报。在接到预警信号后，按照规定程序采取有效措施做好防灾准备工作。③“夏季三防”指挥部要组织各单位加强灾害安全知识和应急预案学习，定期开展预案演练。④值班人员要做好停产、撤人的相关记录、总结，结合实际情况，不断完善灾害天气应急预案和制定相应的安全措施。⑤汛期前，各区队在所属工作地点必须进行水灾应急避险演练，确保所有职工在发生灾害时能够沉着冷静，迅速沿避灾路线撤退至安全地点。⑥汛期前，安通部门必须在井下所有工作地点悬挂醒目的避灾路线牌板，以保证人员在发生灾害时能够沿避灾标示牌板迅速撤退。⑦矿井要加强“夏季三防”人员在雨前、雨中、雨后的井上下巡察工作。各区队必须做好值班记录，严格执行领导在岗带班值班制度，及时调度掌握汛期情况，确保上下信息畅通。-141- ⑧矿井如发生特大暴雨后，洪水位若持续上涨，有可能发生淹井事故时，应启动水灾事故应急预案，并成立撤人指挥部（原水灾事故应急救援领导小组），指挥部设在调度室，指挥部组长必须为总经理、书记。副组长为各占线副总经理，成员为公司各部室负责人及各区队队长、书记。预案启动程序：暴雨洪水水位如上涨至距井口警戒线时（距井口标高20米时），巡查人员应迅速向调度室汇报，调度室接汇报后必须立即通知当天值班的梨园矿领导、公司总经理、公司总工程师和“夏季三防”指挥部成员，组成撤人指挥领导小组，撤人指挥部组长根据情况决定是否启动撤人程序。⑨调度室按照撤人指挥部命令，立即通知井下所有施工单位领导，现场跟班干部清点当班入井人数，按避灾路线进行紧急撤离。2、工业广场防洪排涝措施⑴、工业广场概述矿业有限公司工业广场位于井田南部，广场北面临山，南面为村庄；地面标高为391m。临近工业广场南有一条暴雨溪，主要水源为雨季地表水、矿井排水，暴雨溪上游已干枯。工业广场的地表水经过排洪渠流入暴雨溪河流中。工业广场标高为391m，据历史洪水位初步调查，历年洪水最高水位标高为380.05m，发生洪水时未出现积水，且历年洪水最高水位标高低于矿井最低标高，因此工业场地不受洪水威胁。矿井生产期间对防洪排涝工作必须引起高度重视，设有专门防洪排涝机构，并加强与当地水利、气象部门的联系，及时处理有关防洪排涝问题，确保矿井生产的安全。⑵、工业广场周边地质灾害分析及处理方式-141- 根据调查我矿工业广场范围内无任何滑坡等地质灾害。且建井以来从未发生过滑坡现象。但下雨时周围洪水都需经过工业广场排出，因此我矿在工业广场周围建立排洪渠，洪水经排洪渠流入暴雨溪。⑶、工业广场排、防水系统排水系统：我矿在工业广场东边建立了一条排洪渠，能够满足大暴雨时的流水量，洪水经排洪渠流入暴雨溪河流中。在工业广场内部建立一条贯穿南北的下水道，并且留有流水口，用于排出工业广场内部的洪水。3、预警分级及防洪排涝抢险工作响应措施我矿按降雨等级把防洪排涝预警级别分为四级，即：⑴、当预测降雨等级为大雨至暴雨时，为Ⅳ级预警状态：①各部门执行24小时值班制度。②各抢险专业队对抢险物资、机械设备进行检查、维修保养，确保机械设备处于良好状态。③当矿区出现内涝时，立即组织人员、物资进行排涝。⑵、当预测降雨等级为暴雨至大暴雨时，为Ⅲ级预警状态：①指挥部对下属部门发出防洪预告，通报水情。②各部门执行24小时值班制度。③各部门召开防洪排涝工作会议，进行动员和教育，明确分工和人员职责，增强防洪意识，克服麻痹思想和侥幸心理，在思想上做好充分准备。④各抢险专业队人员、物资就位，随时听从调遣，执行抢险任务。⑤控制人员外出，外出人员实行请假制度。⑥对矿区范围内易涝地段进行巡视检查，及时掌握动态并采取措施。⑶、当预测降雨等级为大暴雨至特大暴雨时，为Ⅱ级预警状态：-141- ①各部门执行24小时值班制度，接收上级指示和了解水情。②各抢险专业队人员、物资就位，随时听从调遣，执行抢险任务。③防洪排涝抢险调用的工程车辆、机械、供水车辆就地待命。④市政工程管理处对受淹路段采取措施，尽最大努力进行排涝和疏通。⑷、当预测降雨等级为特大暴雨时，为Ⅰ级预警状态：①必要时，安排各部门留守人员进行撤离。②组织人员对撤离路线进行勘查，落实安置点，同时安排好留守人员。③各部门组织人员，做好安置的各项准备工作。④指挥部加强与上级的联系，及时掌握水情和上级指令。⑤各部门进行紧急动员，听从上级命令，必要时组织撤离。⑥各部门要做好安全保卫工作，切实加强住地和生产场地等巡视检查，并做好留守人员的值班安排。4、建立健全的制度⑴、值班制度各单位要上报值班人员和值班电话，实行24小时昼夜值班，及时处理防洪排涝有关问题，值班人员要认真负责，不能擅离职守。⑵、责任制作为第一责任人，各部门科、队长必须担负起防洪排涝的任务，根据指挥室指示，认真组织防洪排涝、抢险抢修等各项工作。5、报告请示制度每天各单位要向指挥部值班室报告一次当天的情况，紧急情况随时报告请示。-141- 6、防洪排涝措施⑴、严禁开采煤层露头的防水煤柱。⑵、容易积水的地方应修筑沟渠，排泄积水。修筑沟渠时，应避开露头、裂隙和导水岩层。⑶、把工业广场内的低洼地点填平压实；范围太大无法填平的地方，可建排洪站排水，防止积水渗入井下。⑷、排到地面的矿井水及时进行处理，避免渗入井下。⑸、广场周围的裂隙和塌陷地点及时进行填塞。⑹、严禁将矸石、炉灰、垃圾等杂物放在排洪渠及山洪、河流可能冲刷的地段。⑺、经常调查矿区及周围的排水系统及渗水情况，掌握当地历年的降水量和最高洪水水位标高等有关防治水信息。⑻、对工业广场内低洼地点、塌陷区及地面裂隙应及时进行充填、压实。⑼、每次降雨后，必须进行雨后排查，发现有渗水、漏水、积水时，必须及时处理。⑽、检查排水系统，如有损坏，立即进行维修。必须保证排洪渠畅通无阻。⑾、各部门要对全体人员进行一次防洪排涝工作的教育，树立水患意识和常抓不懈的思想，为抗御水灾做贡献。⑿、要服从命令，听从指挥，遵守纪律，接到命令立即开展行动。⒀、领导要起模范带头作用，要团结互助，密切合作，统一调度，共同战斗。⒁、控制人员外出、休假。防洪排涝期间严格控制人员外出、休假，指挥部成员外出必须经指挥长批准。-141- 7、防井口附近或塌陷区内外地表水灌入井下安全防范措施⑴、合理确定井口位置。井口标高必须高于当地历史最高洪水位，或修筑坚实的高台，或在井口附近修筑可靠的排水沟和拦洪坝，防止地表水经井筒灌入井下。⑵、填堵通道。为防雨雪水渗入井下，在矿区内采取填坑、补凹、整平地表或建不透水层等措施。⑶、整治河流。①整铺河床，若河流的某一段经过矿区，而河床渗透性强，可导致大量河水渗入井下，在漏失地段用粘土、料石或水泥修筑不透水的人工河床，以制止或减少河水渗入井下。②河流改道。如河流流入矿区附近，可选择合适地点修筑水坝，将原河道截断，用人工河道将河水引出矿区以外。⑷、修筑排(截)水沟。山区降水后以地表水或潜水的形式流入矿区，地表有塌陷裂缝时，会使矿区涌水量大大增加。在这种情况下，可在井田外缘或漏水区的上方迎水流方向修筑排水沟，将水排至影响范围之外。⑸、严禁开采煤层露头的防水煤柱。⑹、矿区容易积水的地点修筑沟渠，排泄积水。修筑沟渠时，应避开露头、裂隙和导水岩层。特别低洼地点不能修筑沟渠排水时，应填平压实；如果范围太大无法填平时，可建排洪站排水，防止积水渗入井下。⑺、矿井受河流、山洪和滑坡威胁时，必须采取修筑堤坝、泄洪渠和防止滑坡的措施。⑻、对排到地面的矿井水，必须妥善处理，避免再渗入井下。-141- ⑼、对漏水的沟渠和河床，应及时堵漏或改道。地面裂缝和塌陷地点必须填塞，填塞工作必须有安全措施，防止人员陷入塌陷坑内。十、每次降大暴雨时和降雨后，必须派专人检查矿区及其附近地面有无裂缝、老窑陷落和岩溶塌陷等现象，发现漏水情况，必须及时处理。8、采掘过程采取的水害防治措施（1）掘进工作面坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则。工作面配备有探水钻，在掘进过程中必须实施先探后掘。（2）根据水文地质条件设计施工防水密闭，避免采空区及废弃巷道中积水给安全生产造成隐患。（3）按要求留设各种安全隔离煤柱，回采过程中不得开采设计煤柱。9、矿井突水防治措施矿井突水系数临界评价指标为0.06MPa/m。（1）当突水系数＜0.06MPa/m时，为突水威胁区，需采取以下措施：物探探底板富水异常区、探构造、打钻探放水、注浆加固、排水、进行防治水可行性安全评价。（2）当突水系数≥0.06MPa/m时，为突水危险区，采取疏水降压，使突水系数＜0.06MPa/m，同时采取以下措施：物探探底板富水异常区、探构造、打钻探放水、注浆加固、排水、进行防治水可行性安全评价。二、井下探放水措施-141- 1、探水巷道掘进的安全措施（1）探放水的巷道，中间不得有低洼积水段。（2）探水巷道必须在探水钻孔有效控制范围内掘进，探水孔的超前距、帮距及孔间距必须符合设计要求。每次探水后、掘进前，应在起点处设置标志，并建立挂牌制度。（3）巷道支护必须牢固，使巷道有较强的抗水流冲击能力。（4）按设计钻孔的预计流量修建水沟，并将流水巷道内的沉渣等障碍物清理干净，巷道通风必须良好。（5）巷道与积水区间距小于探水规定的超前距，或有突水征兆时，应将掘进头正前和两帮加固。（6）探水巷道须加强出水征兆的观察，一旦发现异常应立即停掘处理。情况紧急时必须立即发出警报，撤出受水威胁地点的全部人员。（7）严格执行“三不放（炮）”制度：掘进工作面或炮眼有突水征兆时；探水孔超前距离不够时；掘进工作面空顶距离超过规定时。（8）掘进班长必须在现场交接班，交接允许掘进剩余长度和巷道中线与允许前进方位关系问题。2、放水及放水后掘进的安全措施（1）设堰板，派专人监视放水情况，记录放水量，发现异常及时处理。（2）加强放水地点的通风，增加有害气体的检测次数，或设瓦斯警报器。（3）掘透老空区时，两侧应有掩扩孔，并在有风流进出的钻孔透老空点标高以上掘进，以防由于淤泥、碎石收缩堵孔，造成积水已被“放净”的假象和防止放水点标高以下残留积水突出的危险。-141- 3、其它安全措施（1）预先规定好报警联络信号、涌（充）水时的对策及人员避灾路线等。（2）放水工作应尽量避免在雨季进行。（3）探放水人员必须按批准的设计施工，未经审批单位允许，不得擅自改变设计。三、井下水文观测系统根据《煤矿安全规程》和《煤矿防治水规定》中的相关要求，本矿井应针对主要含水层（重点针对寒武系灰岩含水层、煤层顶底板含水层）建立地下水动态观测系统，进行地下水动态观测。目前，矿井已在大巷、采区下山等位置建立了约11个井下水文观测钻孔，实时监测井下寒武系灰岩含水层的水位、水压等参数（详细见下表）。公司钻孔水位、压力、涌水量、渗漏台账孔号地点坐标观测层位目前水位（m)目前水压(Mpa)目前涌水量（m3/h)目前水温（°C)渗漏情况孔深（m）XYZ2#西大巷尽头3800626.638372930.1+53寒武系灰岩730.20.224无72.54#炸药库前3799979.138372103.2+52.4寒武系灰岩72.40.20.224无90.45#回风下山3799988.138371847.7-7寒武系灰岩610.682.224无94.26#轨道下山3800092.8538371795.4-50寒武系灰岩-360.141.926无897#11070平台38007013837290749寒武系灰岩990.51.224无89.510＃轨道下山-200380044438371531-198.9寒武系灰岩-197.20.0171.7431无111.711＃运输下山-150380031838371644.4-148寒武系灰岩21.526.531无117太灰1＃孔轨道下山-200380041638371495.3-200太原组灰岩0000无40-141- 第八章电气安全第一节供电系统现状一、地面供电系统公司地面35kV变电站2趟35kV电源分别来自温泉霍庄220Kv变电站和来自龙泉110Kv变电站，供电距离15Km，均采用铁塔分别架设。35Kv变电站内安装2台SFZ11-8000/35型主变，同时分列运行。6KV生产电源由地面35Kv变电站沿主、副井及主斜井入井5趟高压电缆，其中至中央变电所两趟型号为MYJV22-3×95mm²，单趟长度为1km；至2.5米绞车房变电硐室一趟型号为MYJV22-3×95mm²，单趟长度为1.2km；至下延采区变电所两趟型号为MYJV22-3×150mm²，单趟长度为1.5km。二、井下供电系统井下共分为中央变电所、2.5米绞车房变电硐室、-200变电所、东区变电所、西区变电所、下延80m配电点等六个地点。1、中央变电所双回路来自35KV变电站1段19#板，2段20#板，沿主、副井入井。共有高爆开关13台，担负中央泵房排水及东区、西区变电所供电任务。2、-200m变电所双回路来自35KV变电站1段23#板，2段24#板，沿皮带主斜井入井。共有高爆开关14台，担负下延采区泵房排水供电任务。3、井下2.5米提升绞车变电所供电来自35KV变电站2段26#板，沿副斜井入井。共有高爆开关6台，担负2.5米绞车、架空乘人装置及21010机、风巷主风机、动力电源供电任务。4、井下东、西区变电所双回路均来自中央变电所。-141- 5、下延80m配电点电源来自西区变电所1回路。共有高爆开关3台，担负21040工作面电源、21010风巷副风机供电任务。三、矿井供电负荷经矿井用电负荷统计，矿井工业场地用电设备装机总台数198台，其中最大涌水时工作台数163台；设备安装总容量13974.3kW，其中最大涌水时工作容量10328.9kW。（一）矿井6kV母线上最大计算负荷（折算至高压侧无功补偿前）有功负荷：Ｐ1＝6723.61kW无功负荷：Ｑ1＝4250.94kvar视在功率：Ｓj＝7954.71kVA功率因数：ＣＯＳφj＝0.85（二）矿井6kV母线上最大计算负荷：（经高压电容补偿2400kvar）有功负荷：Ｐ１＝6723.61kW无功负荷：Ｑ１＝1850.94kvar视在功率：Ｓj＝6973.73kVA功率因数：ＣＯＳφj＝0.96第二节供电安全性分析一、负荷分级及各分级负荷的供电方式公司一类负荷有矿井主通风机、井下主排水泵、采区排水水泵。矿井主通风机房2回6kV电源线路分别取自工业场地新35kV变电所6kV不同母线侧。井下主排水泵由井下中央变电所供电、采区排水泵由采区变电所供电。-141- 二类负荷有副井绞车房、空气压缩机、锅炉房、矿灯房充电设备、主斜井绞车房、供水泵房、生活污水处理、安全监控系统等。二类负荷均由工业场地新35kV变电所、或其它6kV变电所的高（低）压双回路供电。三类负荷有设备库、机修间、生产指挥管理综合楼照明、灯房浴室照明等。三类负荷均由单回380V供电，取自于35KV变电站低压配电室。二、地面供电安全性分析（一）地面供配电系统1、工业场地新35kV变电所低压系统工业场地新35kV变电所内设2台动力变压器为S11-M-1250/66/0.4kV1250kVA，正常时2台同时运行，负荷率为0.45。低压选用GCS型低压抽出式开关柜，以380V双回路向现有锅炉房、生活污水处理、矿井排水处理及消防供水泵房、所用电等动力用电设备配电；以380V单回路向机修车间、办公楼、综合楼等动力及室内外照明用电设备配电。以380V1对1方式直接向空压机供电。2、生产系统6kV变电所生产系统6kV变电所做共二层，一层设6kV高压室、6/0.4kV变配电室，二层设高压变频器室及控制室。2回6kV电源引自矿井35kV变电所6kV侧不同母线段，高压柜选用KYN28-12铠装移开式金属封闭开关设备，共15台，6kV采用单母线分段接线方式；高压开关柜采用AC220V交流操作。高压变频器室内选用3套RHVC-A06型高压变频成套装置，单独布置。6/0.4kV变配电室内选用2台SCB10-630/66/0.4kV-141- 630kVA干式变压器，正常1台运行1台备用，负荷率0.66，当1台变压器故障时，另1台变压器可以保证该变电所全部低压用电负荷正常运行。低压侧采用单母线分段接线方式，低压柜选用GCS系列抽出式开关柜,共10台。低压侧设无功自动补偿装置，补偿200kvar，补偿后功率因数0.92。生产系统6kV变电所继电保护和自动装置均按国家标准给予配置，选用分散式微机保护装置，通过通信总控单元与上级控制中心连接，可完成遥控、遥信、遥测等功能。生产系统6kV变电所380V供配电系统采用变压器中性点直接接地供电方式。生产系统6kV变电所做为生产系统主变电所，主要承担主斜井井口房、准备车间、露天储煤厂等高低压设备用电，同时为副井绞车房提供2回6kV高压电源、2回380V低压电源，为皮带主斜井空气加热室提供2回380V低压电源，为储煤场除尘设施、地磅房、排矸系统等各提供1回380V低压电源。（二）主要通风机房矿井主通风机为一级负荷。主通风机房采用两回路高压电源线路供电，高压电源线路采用YJV22-6kV3×50交联聚乙烯电力电缆，分别直接引自矿井地面35kV变电所6kV不同母线段。供电线路上严禁分接任何负荷，且在末端配电装置上可相互切换。主通风机房的低压电源两回，由主通风机房内6kV侧不同母线段的两台所用变柜提供。通风机房的电力负荷，为一级负荷。其中，风机主电机供电电压为高压AC6kV，风机辅助设备、监控及照明等供电电压为低压AC380V。两回AC380V电源由其电控室内两台所用变柜提供。通风机房的电气设备安装容量为1028kW，工作容量为519.5kW。（三）地面瓦斯抽房站根据瓦斯抽采设备选型情况和-141- 《煤炭工业矿井设计规范》、《矿山电力设计规范》、《煤矿安全规程》及《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》要求，矿井瓦斯抽采设备为一级负荷。瓦斯抽采站采用两回6kV高压供电，其双回电源采用YJV22-6kV3×50交联聚乙烯电力电缆分别直接引自矿井地面35kV变电所6kV侧不同母线段。两回电源线路中当任一回路停止供电时，另一回路能担负全部负荷。两回路电源线路上严禁分接任何负荷。因此，地面供电系统可靠，满足安全生产管理需要。三、井下供电安全性分析井下主排水泵、采区排水泵、配套电动闸阀按一类负荷进行配电，大巷信号系统、安全监测和生产监控系统等按二类负荷进行配电，普掘工作面除局部通风机外其它设备按三级电力负荷供电。掘进工作面的局部通风机按“三专二闭锁”方式供电，采用双电源、专用线路、专用开关（具有选择性漏电保护）、双专用变压器供电，并能实现风电瓦斯闭锁、双电源自动切换。井下主排水泵由现有井下中央变电所直接供电，采区排水泵由井下采区变电所直接供电。井下供电电压尽可能维持与现有井下供电系统一致，井下电压等级：6kV、1.14kV、0.66kV、0.127kV。其中，主排水泵采用6kV供电，采区提升机采用1.14kV供电，回采工作面、顺槽及上山输送机采用0.66kV供电，照明及手持式电气设备采用0.127KV供电。避险系统供电主要是在正常时候为其电源电池充电，为保证其可靠性，采用专用开关及专用电缆供电，电源就近引自各变电所或配电点。临时避难硐室和永久避难硐室均设置隔爆照明变压器综合装置，并按一用一备考虑。所有供电电缆在进入避难硐室前应埋设于巷底或巷壁，确保在灾变发生时不被破坏，埋设或保护距离为20m。-141- 因此，井下供电系统稳定可靠，能力满足需要。四、管理措施井下防爆管理措施一、电气设备入井前检查：1、入井使用的电气设备必须对隔爆结合面的粗糙度、间隙及接线引入装置等隔爆部位进行详细检查。隔爆性能必须符合防爆标准的要求，严禁失爆设备入井。2、防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能。3、必须填写入井设备检查记录，合格的设备方可签发入井合格证。二、井下电气设备的检查：1、防爆检查员在井下检查电气设备时，应与所在地区负责人或维护人员一起检查。2、设备周围环境是否清洁，有无妨碍设备安全运行和检修的杂物。3、是否有良好的通风散热条件，外壳有无缺损。4、安装是否牢固可靠，有无歪斜及震动现象。5、设备完好，符合防爆性能和要求，做到：（1）电源电缆、控制线和信号线电缆接线规范，引出引入密封良好，不用的喇叭口应用档板封堵严密，无失爆现象；（2）有无异常声响、过热、异味；（3）控制部分、闭锁装置、信号显示是否正常、有效；（4）接地（接零）应规范、牢固、无锈蚀。-141- 6、检查工作完毕后，填写检查记录。在检查中发现失爆或重大问题时，必须责令被检查单位当场处理，检查员在现场监督直至处理完后方可离去。7、防爆检查员将检查结果及处理意见向主管人员汇报，并填写检查报告单，送交有关单位限期解决。三、防爆检查必须执行班、日、周、月制度：1、班：当班值班电工必须每班对机电设备进行一次防爆检查。2、日：区队机电副职必须每日对机电设备进行一次防爆检查。3、周：机运部必须每周对所管辖区域的设备检查不低于二次。4、月：机运部、安检部必须每月组织一次到二次全井机电系统防爆专项自查。电气设备定期试验、检修、检查管理措施1、每年要对在用设备编制周期性及强制性检修计划，不同类型的设备按各自的检修周期进行编制，并将检修计划在每年的12月底之前上报。每月在22日之前将本单位下月检修计划上报。机电科按计划不定期对各单位检修情况进行检查。2、大型固定设备每半年进行一次中型检修，其他设备每月进行一次（一般不超过24小时）检修，一般设备每天进行一次例行检查检修。3、主、副井绞车轴瓦每半年进行一次检修更换，压风机每运转1500小时进行一次检修。主扇每半年进行一次检修，主排水泵每季度进行一次检修，行人车防跑车装置每天进行一次检修。4、井下中央变电所：高压配电开关：主排水泵开关每月检修一次，其余半年检修一次。变压器：每季度检修一次。低爆开关：每旬检修一次。-141- 继电器保护装置：每季度检查整定一次。5、采区变电所：高压开关：每月检修一次。低爆开关：每旬检修一次。变压器：每月检修一次。检漏器：每月一次远方试验，每天八点班做一次本身试验。6、电话总机，每半年检修一次，井下单机每月检修一次，并对其防爆情况进行检修。7、皮带机每半年进行一次抽换滚筒检查，每旬对滚筒注一次油，每半年对电机注一次油，每天对减速机油检查一次。8、溜子电机每半年注油一次，减速机油天天检查。9、低爆开关，每天检查检修一次，每月进行一次抽盘检修。10、各区队根据自己所管区域设备的具体情况，制定出详细的设备定期检修制度。-141- 第九章提升、运输、空气压缩设备第一节提升设备校核一、副斜井提升1、系统现状副井提升斜长778m,井筒倾角26°，铺设38Kg/m型轨道。安装JK-3×2.2E型单码缠绕式提升机，配套电机功率：500KW，采用串车提升方式，提升矸石、下放材料等采用MGC1.1型、1t、600mm轨距固定式矿车，矿车质量600kg，名义载重1t，载矸石1.8t。提升人员时采用XRC-10/6型10人座斜巷人车，每节车厢载人10位，头车自重1890kg，挂车自重1950kg。每次提升5辆矿车或2辆人车（1头车、1挂车）。2、副井提升系统校核提升钢丝绳选择及校核（1）现有副斜井井筒斜长778m，井筒倾角26°。（2）提升人员时Ltr＝778m，提升物料时Ltw＝808m。（3）钢丝绳悬垂长度提升人员，提升矿车（4）副斜井提升系统见图9-1-2。（5）绳端荷重提升人员（按75kg/人计算）：下放物料：提升最大件：（6）《煤矿安全规程》规定的钢丝绳安全系数最低值：提人：m人=9；提矿车：m车=7.5，提大件：m大件=7.5（7）提升钢丝绳选择提升钢丝绳参数见表9-1-141- 表9-1提升主钢丝绳参数表名称单位参数钢丝绳型号36NAT6×19S+FC1670ZS钢丝绳根数n1根1钢丝绳直径d1mm32.5公称抗拉强度σB1MPa1670最小钢丝破断拉力总和Qd1kN/根866.796单位长度质量Pkkg/m4.78注：新钢丝绳的韧性指标必须达到MT716标准中钢丝韧性指标。（8）提升最大静张力提升人员时最大静张力提升物料时最大静张力提升最大件时最大静张力（9）钢丝绳安全系数校验提升人员提升物料提升最大件钢丝绳实际安全系数均大于《煤矿安全规程》规定的钢丝绳安全系数最低值，所选钢丝绳满足设计要求。二、采区轨道下山提升本矿采区轨道下山采用串车提升方式，提升矸石、下放材料等采用MGC1.1型、1t、600mm轨距固定式矿车，矿车质量600kg，名义载重1t，载矸石1.8t。提升钢丝绳选择及校核（1）采区轨道下山斜长768m，倾角19°。（2提升物料时Ltw＝798m。（3）钢丝绳悬垂长度提升人员，提升矿车-141- （4）绳端荷重提升人员（按75kg/人计算）：下放物料：提升最大件：（5）《煤矿安全规程》规定的钢丝绳安全系数最低值：提人：m人=9；提矿车：m车=7.5，提大件：m大件=7.5（6）提升钢丝绳选择提升钢丝绳参数见表9-2。表9-2提升主钢丝绳参数表名称单位参数钢丝绳型号34NAT6×19S+FC1670ZS637426钢丝绳根数n1根1钢丝绳直径d1mm34公称抗拉强度σB1MPa1670最小钢丝破断拉力总和Qd1kN/根773.318单位长度质量Pkkg/m4.26注：新钢丝绳的韧性指标必须达到MT716标准中钢丝韧性指标。（7）提升最大静张力提升物料时最大静张力提升最大件时最大静张力（8）钢丝绳安全系数校验提升物料提升最大件钢丝绳实际安全系数均大于《煤矿安全规程》规定的钢丝绳安全系数最低值，所选钢丝绳满足要求。-141- 三、猴车运输系统（1）主要技术参数1、巷道总长：830米；2、巷道最大坡度：α=26°；3、运行速度：0-1.2米/秒，可人工操作控制速度无级变速；4、运输效率：360人次/h；5、钢丝绳：直径φ=26mm抗拉强度为1670MPa的钢丝绳,钢丝破断拉力总和为451KN；6、驱动轮绳槽与牵引钢丝绳的摩擦系数μ=0.25,钢丝绳与托轮间阻力系数ω,动力运行时取ω=0.02,制动运行时取ω=0.0127、牵引绳在驱动轮上的围包角α=180°8、驱动轮直径：1.6米；9、迂回轮直径：1.6米；8、张紧行程：9米；9、乘人间距：λ1=12米；10、电动机转速N=1480转/分（rpm）；11、电动机：两台功率75kw电压660V（2）牵引钢丝绳张力的计算机头F1机尾vvF2WF4F3-141- 1、最小点张力为Fmin=C×q0×g=24402N钢丝绳的绕度系数C=1000钢丝绳比重q0=2.12g=9.8m/s22、各特征点张力的计算①当下放侧无人乘座而上升侧满员时（动力运行状态）,线路运行阻力：F4-1=[q0+(Q1+Q2)/λ1]×(ωcosα+sinα)Lg=39847(N)F2-3=[q0+Q2/λ1]×(ωcosα-sinα)Lg=-7770(N)各特征点张力：F3=Fmin=24402(N)F4=1.01F3=24646(N)F1=F4+F4-1=64493(N)F2=F3-F2-3=32172(N)F1—驱动轮进绳侧钢丝绳张力F2—驱动轮出绳侧钢丝绳张力F3—迂回轮进绳侧钢丝绳张力F4—迂回轮出绳侧钢丝绳张力Q1—人和物总重量,取Q1=95KgQ2—吊椅重量,取Q2=15KgL--巷道斜长②当下放侧满员乘坐而上升侧无人乘坐时（制动运行状态）,线路运行阻力：F4-1′=[q0+Q2/λ1]×(ωcosα+sinα)Lg=8363(N)F2-3′=[q0+(Q1+Q2)/λ1]×(ωcosα-sinα)Lg=-37069(N)各点张力：F3′=Fmin=24402(N)F4=1.01F3=24646(N)F1′=F4+f4-1′=33009(N)F2′=F3-f2-3′=61471(N)（3）、驱动轮防滑校验：-141- 1、当下放侧无员乘座而上升侧满员时（动力运行状态）且F1-F2=32321>0，F1/F2=2.00＜eμα2.19符合要求。2、当下放侧无员乘座而上升侧满员时（动力运行状态）且F1-F2=-28461<0，F2/F1=1.86＜eμα2.19符合要求。（4）、牵引钢丝绳校核Fk=m×FmaxFk—钢丝绳钢丝破断拉力总和m—钢丝绳安全系数,Fmax—最大张力点张力(F1)m=FK/Fmax=7.0＞6FK=451KN，钢丝绳破断拉力总和；m=6-钢丝绳的最低安全系数；Fmax=F1—最大张力点张力（5）、驱动轮直径D1和尾轮直径D2与钢丝绳型号确定D1＝D2≥60ds＝60×26mm=1560mm（ds――选定钢丝绳直径）故选取直径为Ｄ＝1600mm的驱动轮和尾轮。（6）、拉紧行程(S)S=0.01L总=8.3m考虑富余系数，最终确定△S=9m（6）、重锤张力Fi=F3+F4=5005Kg，采用四滑轮八绳牵引重锤，拉紧重锤重量为:1/8Fi，1/8Si=626Kg，最终需配重锤重量为：650Kg。（7）、液压驱动总成选型本方案采用高速方案，即高速马达配减速机方案。1、减速机选型最大负载扭矩：T=（F１－F２）×D/2=（64493—32172）×-141- D/2=25856.9N.m要求减速机的额定输出扭矩为最大负载扭矩的1.5倍，即为:31028.33N.m要求减速机的额定机械功率为最大负载功率的1.8倍，即为:69.81375Kw选定减速机型号为B3HV9-63,额定输出扭矩为34KN.m,额定功率:85KW，符合设计要求.减速机功率应大于负载功率的1.8倍。2、液压马达选型（1）液压驱动总成的当量排量Vd=2πTf/（△Pη1）=9025.8mL/rVd-----液压驱动总成的当量排量（mL/r）Tf-----最大负载扭矩(Nm)△P----液压马达的进出口压力差（MPa），在本项目中取20MPa.η1----液压驱动总成的机械效率，齿轮及柱塞马达取0.9。（2）马达的排量Vg1Vg1=Vd/i=143.27mL/r根据对液压马达排量和压力的要求,选用马达的型号为AA2FM160，其排量V为160mL/r，最高工作压力可达42Mpa,其总成当量排量为10080mL/r；转速范围S为50～4500r/min完全满足猴车要求。3、液压马达的最大工作流量qmaxqmax=Vg1ngmax/1000=147.4L/min钢丝绳实际安全系数均大于《煤矿安全规程》规定的钢丝绳安全系数最低值，所选钢丝绳满足要求，猴车能力符合要求。-141- 第二节运输设备校核一、皮带主斜井运输设备1、运输设备现状皮带主斜井巷道斜长901m，倾角24.5°，安装DTC1000/400/3×450S型高强皮带一部。配套电机3×450KW，带宽1m，运输距离951m，主要承担着矿井的原煤运输任务。井下煤流：21040工作面顺槽带式输送机→采区溜煤眼→运输上山带式输送机→皮带主斜井带式输送机→地面生产系统。2、运输设备校核井下带式输送机按年工作330d，日运行16h，保证年运输煤炭0.6Mt考虑，计算运输能力为：Q≥A×K1K2/TCQ－胶带输送机运输能力，（t/h）A－采区平均日产量，A=650000（t/a）K1－采区运输不均衡系数，K1=1.2K2－采区运输能力富余系数，K2=1.3TC－日运行小时数，N=16（h/d）则Q≥650000×1.2×1.3/（330×16）=192t/h考虑矿井井下开采瞬时最大运量，确定带式输送机运输能力为400t/h。满足运输要求。机车运输设备1、运输设备现状+50m水平大巷原煤和辅助运输采用蓄电池机车牵引1t矿车运输。经计算，井下辅助运输（运矸）利用现有的2台CTY-8/6防爆型蓄电池电机车牵引1ｔ矿车，2台电机车1台工作，1台备用，-141- 能够满足井下辅助运输的需要。2、防止提升运输事故的主要措施（1）、轨道运输设备、设施、实行包机制，责任到人。（2）、轨道、牵引网络，实行分段包片制。（3）、斜巷跑车防护装置，每班试验一次，斜巷人车手动落闸，每班试验一次，静止松绳落闸每月一次，重载全速脱钩试验每年一次。（4）、机车制动距离每年试验一次，连接装置每班检查一次。（5）、电机车运行必须声、光齐全，前有照明后有红灯。（6）、轨道敷设平、直、扣件齐全、牢固与轨型相符，轨道接头间隙不大于5mm，高低和左右错差不大于2mm。（7）、曲线段外轨按设计加高与内轨面的高低偏差不大于5mm。（8）、轨枕的规格及数量应符合标准间距偏差不得超过50mm，道实、无杂物、无浮煤，无积水。（9）、运输设备综合完好率90%以上，矿车完好率80%以上。（10）、电机车司机、把挂钩工、信号工，必须经过培训，持证上岗。（11）、设置“开车不行人，行人不开车”警示牌、红灯警示，严禁登钩、扒车。（12）、机车上设有撒砂装置。（13）、每台电机车配带一台车载式瓦斯断电仪。（14）、每台电机车机车内配套电缆全部采用矿用阻燃电缆。（15）、巷道内装设路标和警标。（16）、加强管理，防止事故发生。-141- 第三节压风设备空压机房内安装4台空压机，其中：2台L132C-09A型空压机，供气量20.2m3/min；1台BLT-175A型空压机，供气量23.6m3/min；1台LEK110A1型空压机，供气量20.6m3/min。副斜井井筒中现有一趟D168.3×4.5型低压流体输送管。根据管路的压风量及流速，压降等因素，并且满足最远距离的输送压降。经验算，现有的4台空压机能满足井下掘进头用风及抢险救灾时为井下人员通风供氧的要求。第十章安全避险“六大系统”完善根据国家安全监管总局、国家煤矿安监局《关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知》（安监总煤装〔2011〕15号）、《煤矿井下紧急避险系统建设管理有关事项的通知》（安监总煤装〔2012〕15号）、《关于加快推进煤矿井下紧急避险系统建设的通知》（安监总煤装〔2013〕10号），建设完善公司井下安全避险“六大系统”。第一节监测监控系统一、系统现状矿井已安装KJ70N型瓦斯监控系统。中心站主机4台，1台运行，1台热备用、2台上传。现井下共安装分站25套，甲烷传感器30（低浓15台、高低浓15台）台、一氧化碳传感器17台、风速传感器7台、温度传感器14台、氧气传感器4台、二氧化碳传感器2台、负压传感器2台、风门开关传感器7套、设备开停传感器31套、馈电/断电传感器7套、井下抽放管路系统2套、平地抽放泵站1-141- 套，对井下各工作地点的瓦斯浓度、馈电状态、风门开关、设备开停、温度、风速等进行24小时监测。第二节井下人员定位系统一、系统现状矿井安装有KJ128型人员定位系统，中心站主机1台，安装定位分站11台，定位读卡器45台，定位卡1000张。第三节井下紧急避险系统一、系统现状矿井一级避险：现有30分钟的隔离式自救器960台。矿井二级避险：二1-21010风巷建造有临时避难硐室2处，11090采面风、机巷各1处，建造面积8m2，安装有φ50mm水管一趟，有压风自救装置15套，临时避难硐室内各安装直通调度室电话一部。矿井三级避险：井下在皮带主斜井绕巷建有采区紧急避难硐室，采区避难硐室主要装备有防爆隔离系统、气幕洗气系统、供氧系统、过滤降温除湿系统、供电系统、进、排水系统、进、排气系统、救灾通信系统、人员定位系统环、环境监测系统、视频监视系统、生命保障系统等。第四节压风自救系统一、矿井压风系统现状1、压风设备空压机房内安装4台空压机，其中：2台L132C-09A型空压机，供气量20.2m3/min；1台BLT-175A型空压机，供气量23.6m3/min；1台LEK110A1型空压机，供气量20.6m3/min。2、压风管路压缩空气主管路选用D168.3×-141- 4.5型低压流体输送管，沿副井井筒敷设，采区采用D108×5焊接钢管，管路均采用法兰连接，在井口井底及管路低凹处设油水分离器，并通过焊接钢管铺设至采掘工作面。3、设置压风自救系统规定（一）突出区域煤巷掘进工作面：自巷道回风口开始，每隔50m设置一组压风自救袋，每组压风自救袋不少于5个，靠近工作面一组压风自救袋数量不得少于15个，并且随工作面掘进及时前移。（二）突出区域采煤工作面：风巷距采面上出口25—40m范围内设置一组压风自救袋；机巷在采面下出口以外50—100m放炮地点安装一组压风自救袋，以上两处压风自救袋的数量分别按工作面最多工作人数确定；风巷口放炮警戒处安装一组压风自救袋。（三）工作面回风巷道的皮带机头、绞车等固定的有人工作地点应安设压风自救装置。（四）低位（高位）预抽巷打钻工作地点，必须设置压风自救装置。（五）压风自救袋风压不得小于0.1MPa，每个自救袋供风量不得小于0.1m3/min。（六）临时避难硐室内安设压风自救系统时，要设有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴，至少能满足15人避难的压风自救袋。第五节供水施救系统一、系统现状供水施救系统与井下消防用水共用一个供水管路系统，地面建有一个容积200m3蓄水池作为储备水源，井下供水施救用水采用静压水池供水。矿井安装供水管路9950m，主管路4380m，支管路5170-141- m。主要巷道每隔100m设有三通，其它巷道每隔50m设有三通，现供水系统主管路（副井及-200变电所）的管径φ108mm，各采区支管路使用管径φ108mm，采煤工作面两巷和掘进工作面的供水管路管径φ50mm。第六节通信联络系统一、系统现状调度电话采用申瓯通信设备有限公司生产的SOC8000型数字程控调度系统，该设备最大容量500门，当前开通152。地面200门，实际使用92门；井下300门，实际使用60门，其中1-1采区15门，1-2采区18门，下延采区12门，井底车场15门。入井通信电缆为70对，沿主井井筒敷设，从井下老列车库沿+50m运输大巷通往各个采区。入井线路全部通过藕合器（安全栅）隔离，保证入井线路全部为本安型，井下电话使用KTH15型本安电话机，满足了安全要求。与集团公司总调度室、许平煤业及梨园矿调度室及有关安全、业务处室的通讯联系手段，有行政电话（7位）、总调直通专线电话（5位短号）以及中国移动的GSM应急无线调度通讯系统（5位短号）三种方式，通讯保障能力强。调度电话站配备有12V65AH的免维护蓄电池，保证了停电状态下通讯系统的正常运行。公司对照《河南省煤矿井下安全避险“六大系统”验收标准及评分办法(试行)避险》的标准逐项进行了认真的检查，公司监测监控系统、压风自救系统、供水施救系统、通信联络、人员定位、紧急避险系统运行可靠，全部合格。并于2012年6月通过河南省许平煤业有限公司专项验收，能够满足公司安全生产需要。-141- 第十一章安全保障措施第一节组织保障为保证公司瓦斯治理工作有序开展，公司成立专门领导组织机构，加强组织领导，确保瓦斯治理各项工作落实到位。组长：总经理副组长：公司其他安全生产副职成员：各战线副总师、安检部、调度室、通风防突部、生产技术部、机电运输部、调度室负责人小组职责：1、制定详细的打钻抽采设计和计划，制定打钻抽采安全技术措施。坚持目前的抽采、打钻为目的的大框架，结合现场实际情况进一步优化设计，利用大功率钻机对采煤工作面进一步打钻抽采，打钻必须做到均匀布孔，不能留空白点；2、加强防突打钻队伍建设，配备专业防突管理人员及施工人员，抽调责心强的骨干力量充实防突打钻队伍，成立专业瓦斯打钻抽采队伍，并组织施工队伍和人员加强措施的学习贯彻，严格按照设计打钻参数进行施工，确保钻孔施工到位，保证施工进度，做到保安全、保质量、保效果。3、制定打钻抽采考核监督机制，加强现场监督和考核；强化管理，严格坚持“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯治理工作原则。制定钻孔监督验收制度，确保钻孔施工到位。4、加强瓦斯抽采管理，切实保证抽采效果。一是首先完善瓦斯抽采系统，然后再施工钻孔，确保新钻孔能够及时联网抽放-141- ；二是对新打的钻孔，提高封孔质量，改进抽采单孔与主管路的链接方式，以利于及时放除管路积水；三是安排专人巡查和维护抽采管路，保证管路连接质量和抽采效果。对人为损坏抽采管路，造成漏气的，要严肃追究责任。5、扎实做好基础工作，建立采面瓦斯治理档案。设计图和钻孔竣工图要吊挂会议室，认真记录每个钻孔的参数，钻孔天天上图。做到图纸、记录、台账等资料翔实齐全，原始记录保存归档。6、安装完善瓦斯抽采计量装置，开展抽采浓度、流量测定工作，研究单孔浓度和流量衰减规律，为科学制定抽采方案及消突评价提供技术支撑。第二节队伍保障一、按照精简高效、打造一流管理和施工队伍的原则，从管理、技术、施工队伍等方面重新优化调整1、加强公司领导班子建设。集团为公司配备了矿井领导班子。领导班子成员在本部突出矿井从事过安全生产管理工作，具有丰富的瓦斯、防突管理经验。2、建立完善以总工程师为首的技术管理体系。总工程师为矿井的技术管理负责人，对矿井一通三防、防突、地测防治水等工作负技术管理责任，总工程师研究确定的技术方案和技术措施，矿井其它人员无权更改，必须认真贯彻执行。同时矿井配备通风、防突及其他相关专业副总工程师、科室技术副科长、区队技术副队长，对总工程师负责，由总工程师进行管理。总工程师负责一通三防、防突、地测防治水、监测监控、科技研发等安全费用的安排使用，确保资金投入使用到位。3、其它副职对总工程师确定的技术方案和措施组织进行实施，确保现场落实到位。4、-141- 健全管理机构。根据瓦斯治理需要，矿井设置通风科、防突科、地测科及其它安全生产管理科室，明确科室安全生产职责，科室专业技术人员不少于2名。5、建立专业化施工队伍。公司井下打钻由集团勘探处专业化打钻队伍施工，其装备、管理及素质满足瓦斯治理需求。另外矿井要组建通风、监测、地质测量等专业化队伍。二、加强职工安全教育培训有计划的进行全员安全培训，安监员、瓦斯检查工、防突工等特殊工种岗位必须做到持证上岗。安全管理人员按期进行初训和复训。改善基层区队队伍结构，招聘引进煤矿主体专业大中专毕业生，充实生产一线管理队伍，提高职工队伍整体素质。三、实施瓦斯区域治理钻孔打钻专业化为确保区域瓦斯治理钻孔施工质量，提高瓦斯区域治理效率效果和可靠性，下一步，瓦斯区域治理钻孔将由集团专业化打钻队伍－－勘探工程处负责实施，矿井相关部门负责监督，每个钻孔施工完毕后必须现场验钻，并通过打钻视频装置监测监督。四、建立专业化技术指导队伍公司成立瓦斯水害防治工作室。工作室现有设备8类20台（套），工作室由总工程师直接领导，配有一名主任负责日常工作，成员由梨园矿一通三防、地测等技术人员组成，其中高级工程师3人，工程师5人，助理工程师3人。下设通风瓦斯室，快速测定瓦斯含量的DGC化验室，地质和水文物探室、瓦斯监控设备维修室、绘图室、研究室。-141- 表11-1矿井瓦斯治理机构一览表瓦斯治理机构人数主要职责领导小组10瓦斯综合治理人、财、物投入，组织协调工作总工程师1瓦斯治理技术管理第一责任人，负责人、财、物的使用安全矿长1负责瓦斯治理打钻抽采、措施落实的监督检查工作通风副总1负责矿井瓦斯治理技术工作防突副总1负责矿井防突工作技术科8选择正确的开采方式，合理布局，为瓦斯治理创造时间和空间；瓦斯地质工作通防科6负责矿井一通三防管理、防突措施设计、防突预测与效果检验、打钻验收、日常管理、防突参数测定工作机电科8保证矿井供电、电气设备安全防突队185防突工程及瓦斯抽采工程的施工瓦斯抽采工程的安装、维护和检测通风队76通风系统构建、日常管理监控中心20安全监测监控、人员定位系统、视频监控系统、通信系统安检科6负责瓦斯治理工作监督其他每单位一名正职负责单位的瓦斯治理工作第三节制度保障一、瓦斯地质管理制度1、开展瓦斯地质调查（1）研究区内地质构造，进行构造应力场分析，并按其分布特点，找出应力集中区。（2）进行瓦斯构造预测，指导矿井采掘部署。（3）研究煤层厚度变化，确定变化带位置；分析构造变化的原因，对突变部位，例如煤层分合区界线、构造增厚或变薄带等，必须超前掌握详实资料。-141- （4）测定和统计煤层的瓦斯压力与瓦斯含量，编制瓦斯地质图，并在瓦斯地质图上圈出煤层原始瓦斯压力和瓦斯含量等值线，特别要标明瓦斯压力为0.6MPa的等值线。（5）研究水文地质情况，分析水、瓦斯、构造三者间的关系，判明地下水活动对突出煤层的影响。（6）收集已开采区域的突出危险性预测指标值、瓦斯涌出量、井巷素描、钻孔见煤柱状图。（7）调查观测煤层顶、底板岩性，成层厚度结构与构造，以及遭受地质构造破坏的特征，进行顶、底板岩性分析，了解其对瓦斯储存与释放的控制作用。2、瓦斯水害防治工作室做好地质预报工作及工作室职责：（l）积极开展区域性地质构造预测预报，为突出危险性区域预测提供依据。（2）收集现场地质资料，不断修正地质预报资料，努力搞好采掘工作面地质构造预测预报，以指导采掘部署和防突工作：①掘进工作面施工前，先进行物探和钻探，探明瓦斯地质、水文地质资料，并提交报告和地质构造预测剖面及文字说明；②石门（包括断层）揭煤，将地质剖面分别挂在矿调度室和施工现场，并及时填绘施工进度，防止误揭（穿）煤层；（3）采煤工作面开采前，使用物探对整个回采区域探明有无隐覆构造、以指导回采工作。3、建立采掘区队技术员负责采掘工作面内煤层厚度、结构的变化、地质构造等情况；观测、搜集煤层伪顶和直接顶的岩性、厚度变化相关的地质基础资料工作。地测科负责矿井采区及矿井观测、编录和地质综合分析-141- 、补充个性地质资料；分析查明采区范围内主要断层的位置、产状、性质和落差，主要褶皱的形态、幅度、枢纽位置及其展布方向和长度；查明与老采区、小窑等的空间关系和确定防水煤柱；掌握区内可采煤层顶板（伪顶、直接顶、老顶）的厚度、岩性、含水性以及各煤层变化的情况等相关地质工作。4、定期组织相关人员，分析地质构造探测、水文地质构造探测及相关资料。对矿井瓦斯地质和水害资料分析，研究解决矿井防治瓦斯和防突技术问题。5、以公司瓦斯水害工作室为平台，梨园矿和公司协同工作，建立瓦斯地质工作反馈制度，利用现有的物探设备和瓦斯压力含量测定仪器和仪表，对采掘地点进行综合物探、钻探，探明地质构造、瓦斯富集区域，研究地质构造与瓦斯赋存情况。6、实现地质资料信息资源共享。建立瓦斯地质管理及图纸、测量数据管理台账、充分利用打钻探原始记录信息，构建梨园矿、公司及下属科室、区队地质瓦斯信息共享平台。二、区域措施钻孔施工全程视频监控制度1、为确保钻孔严格按设计施工，每台钻机施工地点均要配备视频监控摄像头，实时监控整个钻孔施工过程，视频监控数据直接传输到地面监控机房，其数据保存到该采面回采结束。2、防突队在每次按要求打完钻孔后，需拔出钻杆时，必须向调度室值班人员报告，经调度室值班人员同意后方可开始起钻作业，如未经调度室同意，私自拔出钻杆，对防突队当班进尺不计，并按照安全事故进行责任追究；3、防突队起钻时，必须举起钻孔编号牌，通过电话联系调度室值班人员，确定后，调度室值班人员准确记录起钻时间和钻杆的数量。-141- 4、打钻施工单位要根据钻机位置的变化及时调整照明装置的位置及打钻视频摄像头的角度，同时对打钻视频摄像头镜片上的浮尘、污垢进行清理。每次打钻前，要电话联系视频监钻值班员，确认视频设备工作正常后方可开钻。如遇特殊情况导致视频设备不能使用时，打钻施工单位要向矿调度室、监钻值班员汇报，经同意后可用现场人工监钻等方式完成监钻、验收工作。5、视频监控系统业务主管部门应定期对系统设备、通讯线路进行巡视和检查，发现故障及时排除，并做好记录。6、地面视频监控管理工作应符合以下要求：（1）建立视频监控24小时值班制度，建立视频监控值班记录和视频监钻管理台账。视频监控值班人员要认真监视各地点打钻情况，做好记录，发现异常（喷孔、夹钻、钻孔冒烟等）及时向矿调度室和主管领导汇报；视频系统出现故障，要及时通知业务主管单位进行处理；每班视频监钻情况，必须当班记入视频监钻管理台账。（2）任何人不得利用打钻视频监控计算机做无关事情，未经分管领导许可不得擅自向外单位或个人复制、提供、传播图像信息资料；严禁擅自删改、破坏图像信息资料的原始记录。（3）安排专人负责，按照“一孔一视频”的原则，及时对每个钻孔退钻时段的视频进行拷贝、存档，保存时间至少1年以上。视频资料作为抽采达标评判依据的，应保存到抽采达标评判完成之后直到采面回采结束。三、严格措施现场监督考核1、-141- 预测（效检）钻孔施工完毕后，防突测试工认真填写终孔通知单；防突措施钻孔施工完毕后，打钻施工现场负责人填写终孔报告单。上述钻孔均由安检员、瓦检员、防突盯岗人员、班组长现场验收、签字。并将签字后的报告单报防突部门及防突副总审查、签字，预测（效检）钻孔终孔报告单必须由单位总工程师签署具体意见。严格按照设计施工，严格钻孔施工验收考核，不得弄虚作假。2、施工队管理人员和班组长现场组织生产时应切实做到“三清楚、再布置”，即：清楚预测（效检）实测值；清楚措施剩余超前距；清楚安全防护装备（如避难硐室、防突风门、压风自救装置等）的完好状态，确认符合要求后再布置生产任务，将瓦斯治理的责任落实到每区队、班组，落实到每个环节、每道工序。3、梨园矿不定期到督查，随时到现场抽查钻孔施工质量和查阅终孔报告单等资料，发现有弄虚作假，对当班责任人员给予严肃处理直至开除。四、瓦斯和防突质量标准化管理1、在掘进期间，低位预抽巷掘进工作面设置醒目的物探、前探允许进尺牌板。2、区域预测结果、区域防突措施应按煤矿安全质量标准化规定审批，并严格执行；预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验结果应经公司技术负责人和主要负责人审批后，上报许平煤业公司审批。3、井下瓦斯检查地点、瓦斯检查次数及瓦斯检查工交接班等瓦斯检查及管理应符合《煤矿安全规程》规定；无空班、漏检和假检；每月应编制瓦斯检查地点设置计划，报矿技术负责人审查、签字；采掘工作面按规定配备瓦斯检查工。4、瓦斯检查工应持证上岗，瓦斯检查做到井下记录牌、瓦检手册、瓦斯调度台帐“三统一”；通风瓦斯日报、通风瓦斯日报、瓦斯监测日报每日上报公司负责人、技术负责人审阅签字，并有记录。5、瓦斯检查仪器、仪表应完好，并按照规定进行校正和检定。-141- 6、压风自救装置、自救器、防突风门等安全防护设备设施符合相关规定。7、防突装备、仪器、仪表的管理、检定符合相关要求；防突资料（各种记录、台帐、牌板、效果检验报告等）管理应符合规定。8、抽采钻场及钻孔应按规定设置管理牌板，数据填写须及时、准确，并有记录和台帐。9、定期检查抽采系统，并有记录可查。确保抽采管路无破损、漏气、积水。10、定期对瓦斯抽采系统瓦斯的浓度、压力、流量等参数进行测定。泵站每小时测定1次；主干、支管及抽采钻场每周至少测定1次，并根据实际测定情况对抽采系统及时进行调节。五、建立完善瓦斯地质基础资料数据库1、矿井按季度修编瓦斯地质图，并对瓦斯地质变化情况及时进行分析。2、建立瓦斯基础资料数据库，按规定测定瓦斯压力、瓦斯含量、煤层透气性系数和钻孔抽采（卸压）半径。做好瓦斯资料收集、整理和分析工作，完善瓦斯基础资料数据库。根据上述测试参数及收集的资料，建立瓦斯压力、瓦斯含量台帐；突出参数测试台帐；煤样化验台帐；突出卡片、台账等。-141- 第四节系统保障一、优化通风系统，在瓦斯治理开始前，并联回风巷、新回风暗斜杂物清理、东翼回风巷扩修、主扇轴承箱更换四项工程完工，然后对通风系统进行优化调整，风量调节，系统优化，保证通风系统稳定、可靠。二、改造矿井提升运输系统，为底抽巷施工创造条件。在老主斜井安装一套架空乘人装置（即“猴车”）和改造老煤场，副斜井专门用于提矸，充分保障底抽巷矸石外运和存放。三、完善安全避险系统，根据《煤矿井下安全避险“六大系统”暂行规定》对人员定位、压风自救、监测监控、供水施救、通讯联络、紧急避险系统进行改造完善，达到“系统可靠、设施完善、管理到位、运转有效”的要求。四、加强监测系统管理，定期维护调校和断电实验，保证监控系统运行正常、灵敏可靠。第五节技术保障瓦斯治理期间，公司将依托高校在瓦斯突出预测与防治技术方面雄厚的科研实力，立足集团能源化工研究院在煤与瓦斯突出预测、防治方面丰富的技术经验和管理经验，研究与实施基于公司灾害条件下的区域瓦斯治理方案，为公司顺利开展区域瓦斯治理工作提供强有力的技术支撑。整体思路：从研究公司二1煤层瓦斯地质规律、瓦斯吸附解吸规律和瓦斯抽采运移规律入手，依据研究结果进行瓦斯有效抽采技术和指标临界值研究，提出二1-21010采面区域瓦斯治理方案，实施方案并进行效果检验和验证，最终形成公司二1煤层区域瓦斯防治技术体系和预抽效果评价指标体系。-141- 具体步骤：通过研究汝州矿区区域构造及应力场演化规律、公司二1煤层瓦斯赋存及测试钻孔径向和轴向的瓦斯运移规律、煤层钻孔变形特征、公司二1煤层突出发生的基础条件及该地区瓦斯突出特殊性原因，为抽采钻孔布置和提高抽采效果提供依据，确定穿层密集钻孔、本煤层瓦斯钻孔预抽瓦斯工艺参数及水力冲孔增透卸压抽采工艺参数，提高并有效实施抽采钻孔瓦斯运移及瓦斯抽采有效性技术、底板巷穿层钻孔两级冲孔、多级破煤水力冲孔卸压增透技术，顺层钻孔巷帮抽采卸压区范围及“两注一堵”封孔技术，建立区域预抽效果评价指标体系，研究出适合公司二1煤层条件的抽采评价指标和临界值，提出适合公司二1煤层区域瓦斯灾害防治技术体系和突出危险性评价指标体系，完善采掘工作面瓦斯综合治理技术。最终目标：确保二1-21010工作面瓦斯治理有效、安全生产可靠，达到防治煤与瓦斯突出的目的，为汝州矿区类似条件突出矿井的区域瓦斯治理提供一套技术体系和治理模式，保障煤矿安全生产。第六节装备表11-2矿井防治煤与瓦斯突出装备表顺序设备名称及型号及规格技术参数数量使用地点12BEA-303－0水环真空泵额定参数：流量52m3/min，极限真空0.033MPa，电机功率75KW，转数490r/min。3台11采区22BEF-42水环式真空泵额定参数：泵抽气量152m3/min，转速960r/min，配套电动机功率200kW。3台地面32BEF-42水环式真空泵额定参数：泵抽气量152m3/min，转速960r/min，配套电动机功率200kW。3台下延采区4DGC型瓦斯含量直接测定装置1套5ZDY－4000S防突钻机12台6WY-98瓦斯吸附常数测定仪4套7WT-1瓦斯放散初速度指标测定仪6台8MD-2煤钻屑瓦斯解析仪6台9CWY30钻孔瓦斯初速度测定仪及配套胶囊封孔器6套-141- 表11-3瓦斯水害防治工作室装备仪器用途名称型号数量物探仪器瑞利波探测仪YTRZ(D)3台直流电法仪YTZ(A)2台井下瞬变电磁仪TEMHZ2套地面瞬变电磁仪CUGTEM-81套高分辨电法仪YD32(A)1套音频电穿透仪YT120(A)2套便携地质探测仪KDZ1114-32台无线电波透视仪WKT1套瓦斯防治仪器瓦斯解析化验装置DGC1套瓦斯压力测试仪JPD-M2套传感器测试平台KJ70N1套气相色谱分析仪KJ200s1套第十二章资金投入矿井复产后，必须根据财政部、安全监管总局关于印发《企业安全生产费用提取和使用管理办法》的通知（财企〔2012〕16号），矿井安全费用提取标准吨煤70元，保证矿井瓦斯治理及防治煤与瓦斯突出工程需要。瓦斯防治的资金投入在安全费用中重点保证，提取费用做到专款专用，严禁挪用。提取的安全费用中70%保证防治煤与瓦斯突出的需要，提取的安全费用不够时，增加费用，直至满足防治煤与瓦斯突出需要。矿井在安全费用中提取一定比例的科研经费，保证防突研究工作持续稳定进行。-141- 附件：1公司21010工作面钻孔瓦斯流量衰减系数及抽放影响半径测定报告梨园矿公司西安科技大学2013.10.16-141- 1测定目的预抽煤层瓦斯是防治矿井瓦斯超限和煤与瓦斯突出的重要措施，在一定程度上缓解了煤层开采的瓦斯问题，是矿井安全生产的重要保证。但如果抽放钻孔参数布置不合理，预抽时间不足，将会影响煤层瓦斯预抽效果，从而起不到应有的瓦斯治理效果。因此，正确掌握煤层瓦斯合理的预抽参数，是煤矿瓦斯抽放的关键。在瓦斯抽放参数中，瓦斯钻孔抽放影响半径和钻孔瓦斯流量衰减系数是两个非常重要的参数，对其准确的测定，将为煤层预抽瓦斯提供重要的基础。2测定地点为保证突出煤层瓦斯抽放影响半径测定的科学性和可靠性，钻孔区域的选择必须满足以下条件：未进行瓦斯抽放的原始煤层，最好选择在可以施工穿岩钻孔的区域或新暴露的煤巷掘进工作面，保证各钻孔终孔位置距离煤层暴露点最小距离不小于10m，保证在整个测试过程中测试区域不受采动的影响，钻孔区域满足方便接入抽放系统并可独立测定抽放参数，本次测定选择在21010风巷。3测定方法本次测定采用相对压力法测定，测定过程如下：（1）沿煤壁中部打6个相互平行的测量钻孔，孔径75mm，孔深20m，并用聚氨酯或水泥砂浆封孔，封孔长度8m，封孔管为4分镀锌管，施工钻孔过程中记录开孔时间、终孔时间、开始封孔时间和封孔完成时间。钻孔布置如图1所示。图1钻孔布置示意图（2）钻孔密封后立即用ZLD-2型钻孔多级流量计测定钻孔瓦斯流量，并每隔5min测定一次，每一钻孔测定10次。（3）如图1，在3号钻孔右侧打一个平行于测量孔的抽放钻孔（直径同顺层钻孔），孔深20m，，施工至18m时取样测定瓦斯含量，在打钻过程中，记录钻孔长度、时间和各测量孔中的瓦斯流量变化。（4）打完抽放钻孔后，进行封孔，封孔长度10m，封孔管为4分镀锌管，并同时每隔5min测定一次各测量孔的瓦斯流量，连续测量10次。（5）上述工作完成后，将该抽放孔连接到抽放管路上进行抽放，抽放开始后，连续30天测量各测量孔的瓦斯流量，每天测量3次。同时利用WGC测量抽放孔的流量、瓦斯浓度、负压等参数，连续测量30天，每天测量3次。（6）将各测量孔在不同抽放时间的瓦斯浓度、瓦斯流量进行记录并分析绘制成趋势曲线，并对结果进行分析。-141- 4测定结果4.1钻孔流量衰减系数百米钻孔流量衰减系数，是衡量煤层预抽瓦斯难易程度的一种指标，它反映不受采动影响条件下，煤层内钻孔瓦斯流量随时间呈衰减变化的特性。表1为抽放钻孔各项抽放参数随时间的变化表。表1抽放钻孔数据观测记录表序号流量(m3/min)CH4(%)纯量(m3/min)压力(kPa)温度(℃)测量日期测量时间11.1055.80.064127.420.82013/9/710:0920.680.80.005426.521.72013/9/710:2130.7683.40.026125.922.52013/9/710:3440.7090.20.001425.323.12013/9/710:4550.5341.80.009624.923.72013/9/711:4760.532002523.72013/9/711:5870.5470.10.000524.723.92013/9/712:0780.518002823.72013/9/712:2190.5231.60.008427.423.62013/9/712:30100.520.10.000527.823.32013/9/712:40110.521.30.006827.423.42013/9/712:50120.5211.70.008927.423.32013/9/712:59130.5212.90.015127.423.22013/9/713:10140.5212.60.013527.723.32013/9/713:20150.5190027.523.32013/9/713:30160.5191.30.006727.423.62013/9/713:40170.61.10.006623.220.72013/9/89:22180.6662.30.015327.922.32013/9/1216:29190.6672.40.0162822.22013/9/1216:31200.7550.50.003829.222.72013/9/138:25210.7821.30.010229.423.62013/9/139:09220.650.80.005228.725.52013/9/1410:07230.6181.60.009928.625.12013/9/1410:31240.7730.60.004627.823.12013/9/1818:02250.6650.40.002731.421.62013/10/210:02260.6570.50.00333021.82013/10/210:23270.4290.70.00344.422.92013/10/414:53280.48410.004842.822.12013/10/415:23290.2420041.921.32013/10/415:35300.6190.40.00252521.42013/10/1216:15-141- 图2为抽放瓦斯纯量的衰减曲线图，从图中可以看出抽放瓦斯纯量随着时间的增加而逐渐变小，利用式（1）可得到钻孔瓦斯流量衰减系数。图2抽放瓦斯纯量衰减曲线根据钻孔瓦斯流量衰减变化的关系（1）式中：——百米钻孔瓦斯流量衰减系数；——百米钻孔初始瓦斯流量，；——经过时间的百米钻孔瓦斯流量，；、——为、的自然对数；——时间，通过（1）式计算得百米钻孔瓦斯流量衰减系数为0.093d-1，根据抽放瓦斯难易程度分类，矿二1煤层属于较难抽放煤层。4.2钻孔抽放影响半径测量孔观测数据如表2所示。表2测量孔数据记录表测量孔1#测量孔2#测量孔3#测量孔4#日期负压(mmH2O)负压(mmH2O)负压(mmH2O)负压(mmH2O)9月5日12(3#喷咀)9月6日6(3#喷咀)12(3#喷咀)10(2#喷咀)14(3#喷咀)9月7日2(3#喷咀)12(3#喷咀)10(2#喷咀)14(3#喷咀)9月8日8(2#喷咀)8(2#喷咀)﹣8(3#喷咀)﹣12(2#喷咀)9月9日7(2#喷咀)0(1#喷咀)﹣8(3#喷咀)﹣12(2#喷咀)9月10日5(2#喷咀)-2(1#喷咀)﹣9(3#喷咀)﹣12(2#喷咀)9月11日4(2#喷咀)-5(1#喷咀)﹣9(3#喷咀)﹣13(2#喷咀)9月12日2(2#喷咀)-6(1#喷咀)﹣12(2#喷咀)﹣14(2#喷咀)9月13日1(2#喷咀)﹣8(2#喷咀)﹣8(3#喷咀)﹣6(3#喷咀)9月14日1(2#喷咀)﹣8(2#喷咀)﹣8(3#喷咀)﹣12(3#喷咀)9月22日0(2#喷咀)﹣9(2#喷咀)﹣8(3#喷咀)﹣6(3#喷咀)9月24日3(1#喷咀)﹣10(2#喷咀)﹣9(3#喷咀)﹣6(3#喷咀)9月28日-3(1#喷咀)﹣2(3#喷咀)﹣9(3#喷咀)﹣7(3#喷咀)10月2日-5(1#喷咀)﹣3(3#喷咀)﹣10(3#喷咀)﹣8(3#喷咀)10月4日-6(1#喷咀)﹣5(3#喷咀)﹣12(3#喷咀)﹣10(3#喷咀)（注：5号和6号测量孔由于封孔问题，在后续测量中未测量到流量，故视为报废孔。）-141- 从表中可以看出，4个测量孔在测量到30日时均产生负压，并且各孔负压随着与抽放孔间距的减小而增大。为了直观的对比不同测量孔中的负压大小，根据产生负压的水柱高低和不同的测量喷咀，将其换算为流量进行对比，如图3～6所示。图31号测量孔正负流量变化曲线1号测量孔与抽放钻孔间距为2.5m，从图3中可以看出，测量孔在封孔后的24天内，钻孔瓦斯涌出量由最初的7L/min下降到零，然后流量逐渐变为负值，说明钻孔内部产生负压，到30天时，负流量基本维持在-0.19L/min左右。说明1号测量孔从第24天起位于抽放钻孔的负压影响范围内。图42号测量孔正负流量变化曲线2号测量孔与抽放钻孔间距为1.5m，从图4中可以看出，测量孔在封孔后的5天内，钻孔瓦斯涌出量由最初的10L/min下降到零，然后流量逐渐变为负值，说明钻孔内部产生负压，且负压持续增大，到30天时，负流量达到-4.07L/min，说明2号测量孔从第6天起位于抽放钻孔的负压影响范围内。-141- 图53号测量孔正负流量变化曲线3号测量孔与抽放钻孔间距为0.5m，从图5中可以看出，测量孔在开始抽放后的2天内，钻孔瓦斯涌出量由最初的1.6L/min下降到零，然后流量逐渐变为负值，说明钻孔内部产生负压，并且负压持续增大，所以负流量也持续增大，到30天时，负流量达到-9.756L/min，说明3号测量孔从第3天开始位于抽放钻孔的负压影响范围内。图64号测量孔正负流量变化曲线4号测量孔与抽放钻孔间距为1m，从图6中可以看出，测量孔在封孔后的3天内，钻孔瓦斯涌出量由最初的12L/min下降到零，然后流量逐渐变为负值，说明钻孔内部产生负压，并且负值持续增大，所以负流量也持续增大，到30天时，负流量达到-8.13L/min。说明4号测量孔从第3天开始位于抽放钻孔的负压影响范围内。通过4个测量孔的测定结果对比可知，1号测量钻孔产生的负压最小，4号测量钻孔产生的负压最大，说明抽放钻孔的负压随着钻孔间距的增加而减小。如图7为抽放影响半径随时间变化的趋势线。-141- 图7抽放影响半径随时间变化趋势线因此，根据上述分析及图7可知，当抽放时间为30天时，钻孔抽放影响半径可达2.5m；当抽放时间60天时，钻孔抽放影响半径可达2.8m；当抽放时间90天时，钻孔抽放影响半径可达3m。-141-