上厂矿瓦斯治理方案Word文档格式.docx

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根据地质勘探部门提供的资料显示，在本矿范围内能够开采的煤层有C2、C3、C7+8、C9、C13四层，项目核准的批复中上厂煤矿工业储量375.76万吨，可采储量285.32万吨。

、C2煤层：

赋存于龙潭组第三段（P2l3）之上部，下距C3煤层10—20米，一般为18米，厚度为1.16-2.20米，平均1.5米。

煤层结构单一，无夹矸，本层为对比可靠稳定煤层。

、C3煤层：

赋存于龙潭组第三段（P2l3）之上部，上距C2煤层10-20米，一般18米。

下距C4煤层10—15.0米，一般为12米，厚度为1.16-2.3米，平均1.8米。

本层为对比可靠较定薄煤层。

、C4煤层：

赋存于龙潭组第三段（P2l3）之上部，上距C3煤层10-15.0米，一般12米。

下距C7+8煤层23.54—30米，一般为24.80米，厚度为1.16-1.35米，平均1.25米。

煤层结构单一，无夹矸，煤层顶板有一层1—2.5米厚含炭泥质粉砂岩，含大量菱铁矿结核，全区稳定为对比标志。

其底板为深灰色中厚层状粉砂岩，本层为对比可靠较定薄煤层。

、C7+8煤层：

赋存于龙潭组第三段（P2l3）之中上部，上距C4煤层23.54—30米，一般为24.80米，下距C9煤层26.60—34.74米，一般25.14米。

煤层厚度为1.69-3.28米，平均2.50米。

煤层顶板为粉砂质泥岩与菱铁岩互层，全区稳定为对比标志，底板为粉砂质泥岩，本层为对比可靠较稳定之厚煤层。

、C9煤层：

赋存龙潭组第三岩性段（P2l3）之中部，上距C7+8煤层20.60—34.74米，一般为25.14米。

下距C13煤层31.82—46.55米，一般为39.20米。

煤层厚度为2.06-3.36米，平均2.30米。

煤层结构简单至复杂，一般有1—3层0.01—0.05米夹矸，夹矸岩性为高岭石粘土岩为对比标志。

煤层底板含菱铁矿及黄铁矿粉砂质泥岩。

其顶板为粉砂质泥岩。

本层为对比可靠较稳定之中厚煤层。

、C13煤层：

赋存于龙潭组第三段（P2l3）之下部，上距C9煤层31.82—46.55米，一般39.20米。

厚度为1.15-3.46米，平均2.20米，煤中含有1—2层0.02—0.25棕灰色粗晶高岭石泥岩夹矸为对比标志。

顶底板为粉砂质泥岩。

本层为对比可靠较稳定之厚煤层。

区内煤层呈黑色，沥青—玻璃光泽，强玻璃光泽，条痕均为黑色。

断口多呈棱角状或贝壳状，条带状构造。

煤岩类型以亮煤为主，少数为半暗型煤，亮暗煤。

各煤层灰分（Ad）：

原煤灰分为15.2%（C19）－24.11%（C2），以中灰为主，经洗选后一般可降至8.5%－13.04%。

挥发份（Vdaf）：

原煤挥发分一般8.23—11.63%，精煤挥发份6.54—7.89%，全为低挥发分煤。

全硫（st,d）：

C9、为0.95%，为低硫煤。

C4、C7+8、C13煤层分别为2.45%、1.73%、2.19%，为中高硫煤。

发热量（Qb,ad）：

原煤26.72－28.97%MJ/kg，精煤30.63—31.51MJ/kg。

区内各煤层精煤挥发分均＜10%，其煤类属无烟煤（WY303）

3瓦斯状况

本井田未作过各煤层瓦斯测试，从老井历年实测资料分析以及上厂煤矿2009年瓦斯等级鉴定结果，本煤矿属低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为8.45m3/t.d。

本矿井煤尘无爆炸危险，经鉴定煤层无自燃倾向性。

4开拓开采方式

4.1开拓方式

煤矿采用平硐开拓，井筒位于井田西部。

现开采一水平＋2002m为标高，以行人上山及轨道提升上山为界划分东、西采区，矿井先期开拓开采一水平，采面是走向短壁后退式炮采方法。

4.2采煤方法及掘进工艺

该矿井为生产矿井，现主采C2采煤工作面,2011年4月份为110201采面。

采用走向短壁布置，炮采工艺。

现掘进工作面有110203运、风巷，110301运、风巷等4个掘进工作面施工。

掘进采用炮掘工艺，煤巷及岩巷均采用煤电钻及风动凿岩机打眼，放炮掘进。

巷道断面均为梯形断面，断面积4.6m2，采用金属工字钢架棚支护。

5“一通三防”现状

5.1矿井通风状况

回风井采用拱形断面，砌碹和锚喷支护，净断面7.8m2，净宽3m，净高2.9m，承担全矿井回风任务。

本矿井通风系统为中央分列式通风，通风方法采用主扇抽出式，由主平硐进风，从风井回风。

主井进风，新鲜风流经主平硐运输巷分风进入采区各作业点，乏风从总回风巷排出地面。

矿井无串联通风和风流短路情况。

风井安装使用的主扇风机型号为FBDZNO16/54防爆抽出式轴流通风机2台，一台备用一台工作，风量为1680-3720m3/min，风压为702-2600Pa，电机额定功率为2×

75KW，矿井通风巷道断面均大于5.8㎡，通风设备完好，运转正常，能满足达产要求。

煤矿制定了测风制度，规定井下每旬测1次风，测风工作由矿技术人员承担，检测数据经校正、计算后填入报表送安全技术负责人审查，风量、风速不能满足安全生产的巷道或工作面立即进行调风。

主平硐总进风量为2150m3/min,采煤工作面配风400m3/min;

独立通风掘进头配风250m3/min，4个掘进工作面共1000m3/min；

其它巷道风量750m3/min。

总回风量为2260m3/min。

局部通风机为FBDNO5.0/2×

7.5型，额定功率15kW，额定电660V，风量330-220m3/min,风压750-3000Pa。

5.2抽采系统状况

矿井地面准备建永久抽放站，抽放泵为2BE1－203型的水环式真空泵（2台），极限真空度为3.3kPa，抽放量22m3/min，功率45kW。

钻机型号为ZDY150矿用液压钻机，数量为1台，最大钻进长度120m，钻孔倾角0°

～360°

。

敷设抽放主管管径为300mm，支管管径为150mm。

5.3煤尘防治

矿井现开采煤层无煤尘爆炸危险性（2005年经江西煤矿矿用安全产品检测中心鉴定）。

井下铺设有防尘、洒水管路，地面建有高位水池对井下静压供水进行防尘、洒水。

5.4防灭火

本矿现开采C2、C3煤层，自燃倾向性鉴定为易自燃（2005年江西煤矿矿用安全产品检测中心鉴定）。

外因火灾防治采取消防系统与防尘系统共用一趟管路，在井下设消火栓，井下设置消防材料硐室。

6安全监控

矿井安装有KJ73型监控系统，井下各类传感器与地面主机相连，井下设监控6个，井下配备有甲烷、负压、风速传感器、馈电、设备开停、温度、风门开闭等传感器。

传感器种类齐全，数量充足。

7供电系统

矿井为双电源线路供电，主电源来自富源县老厂镇变电站，线路长19km；

备用电源来自黄泥河电站，线路长20km。

电压均为10kV，采用660V下井。

主要通风机、局部通风机和监控系统中心站主机、均为双回路供电，局部通风机有“三专两闭锁”装置。

二、存在问题

1通风系统

通风阻力大

矿井总回风平硐巷道断面小，通风阻力大；

风筒距掘进工作面距离远；

矿井未进行每三年一次的矿井通风阻力测定。

2抽采系统未建立

矿井未编制瓦斯抽采设计。

地面未建立永久瓦斯抽放站。

矿井现已委托有资质的单位进行煤层突出危险性鉴定，并进行煤层瓦斯压力、瓦斯含量、透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数、瓦斯放散速度和煤层坚固性系数等相关基础参数测定。

3矿井消防、洒水系统

矿井有井下消防、洒水系统。

但水源有限，地面高位水池标高不够。

4矿井防灭火系统

矿井有防灭火系统。

三、瓦斯治理方案

1通风系统整治

1.1完善矿井开拓系统及采区巷道布置

矿井必须进行正规的矿井设计和采区设计。

严格按设计规范布置采区巷道，保证采区至少有三条上山（回风上山、轨道上山、人行上山）。

确保正规开采、合理开采、有序开采，提高矿井安全生产度；

今后必须严格按技改扩能设计或采区设计进行施工，保证矿井巷道合理布置。

矿井C2、C3段总回风巷道断面小，通风阻力大；

将小断面巷道进行刷帮扩巷，减少矿井通风阻力。

1.2优化矿井通风系统

在今后的技改扩能设计或采区设计中的专用回风井和专用回风巷必须严格按设计规范设计，并按设计进行施工。

回风井设置安全出口并分别安设2道连锁的正向风门和2道反向风门，矿井应及时编制通风设计和确定各需风点的供风标准，保证各用风地点的风量充足。

掘进工作面风筒悬挂平直，做到逢环必挂，接头应双反边，距掘进工作面的距离不得大于5m。

2完善抽采系统

矿井正进行煤层突出危险性鉴定和瓦斯抽采参数（如瓦斯压力、瓦斯含量、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等）测定。

若确定为高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井，则按高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井安全技术管理规定的要求执行。

2.1建立抽采系统

矿井应根据有资质的单位所测定的各项瓦斯参数及时重新编制瓦斯抽采专项设计并按设计完善地面永久抽采系统。

采煤和煤层巷道掘进必须实现“先抽后采、先抽后掘”。

矿井必须建立瓦斯治理的机构，配备资料收集、打钻、抽采专业队伍，进行瓦斯治理基础知识培训，从而提高钻孔施工技术与封孔工艺及抽采效率。

抽采瓦斯是治理瓦斯灾害的根本性措施。

必须建立瓦斯抽采消突责任制，加强打钻、抽采管理，提高抽采效率，避免通风、瓦斯事故的发生。

抽采设备的日常检修和维护工作，必须严格按规定时间进行。

凡出现故障的设备必须立即安排检修，以保证电气设备和机械设备全部完好，能够正常运行。

加强抽采系统管理。

每旬对所辖区域抽放系统、对全矿抽采系统进行一次全面检查，查出的问题必须限期整改并作好记录。

2.2实施防突措施

若鉴定为突出矿井，则必须严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》的要求，编制防突设计。

1、矿井开拓方式要符合有关防突的规定

主要运输大巷、总回风巷、采区上山等主要开拓、准备巷道均应布置在煤层底板岩层中，并于煤层底板布置瓦斯抽采巷。

矿井应布置三个区，一个区布置采煤工作面进行回采；

一个采区进行瓦斯治理；

一个采区进行巷道掘进；

并在时间和空间上合理安排掘、抽、采接替，实现“掘、抽、采”的合理衔接。

2、采取“四位一体”的预防煤与瓦斯突出综合措施。

3、煤层突出危险性预测：

分为区域性预测和工作面预测

（1）突出煤层中的区域性预测采用瓦斯地质统计法或综合指标法进行。

（2）工作面突出危险预测可按《防突规定》进行判断，在突出煤层中有下列情况之一者，应视为突出危险工作面。

1）在突出煤层的构造带，包括断层，褶曲，火成岩侵入等；

2）煤层赋存条件急剧变化的区域；

3）采掘应力迭加区域；

4）在工作面预测打钻过程中出现喷孔、顶钻等动力现象；

5）工作面出现明显突出预兆；

（3）在工作面突出危险性预测中又分以下几种情况：

1）石门揭穿煤层突出危险性预测可采用综合指标法，钻屑瓦斯解吸指标法或其他经验证有效的方法；

2）煤巷掘进工作面突出危险性预测可采用下列方法之一进行：

钻孔瓦斯涌出初速度法、R值指标法、钻屑指标法、其他经验证有效的方法（如钻屑温度，煤体温度等）；

3）采煤工作面突出危险性预测，可按《防突细则》第39条规定采用煤巷掘工作面突出预测方法进行。

4、区域防突措施

该矿所采煤层无保护层可采，只有采用瓦斯抽采作为矿井区域防突措施，即在采区布置底板瓦斯抽采巷（兼区段运输巷），在底板岩巷中布置钻场，利用穿层钻孔进行网格预抽煤层瓦斯。

具体操作可按《防突规定》进行。

5、局部防突措施

1）石门揭煤（即石门自底板或顶板岩柱穿过煤层进入顶或底板的全部作业过程）防突措施。

如条件允许，石门应布置在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。

石门与突出煤层已掘出的巷道贯通时，其煤巷必须必须超前石门贯通位置5m以上，并保持正常通风。

（1）在石门工作面掘至距煤层10m（垂距）之前，至少打两个穿透煤层全厚且进入顶（底）板岩石不小于0.5m的前探钻孔，并详细记录岩芯资料。

在地质构造复杂、岩石破碎的区域，石门工作面掘至煤层20m（垂距）之前，必须在石门轮廓线外5m范围内布置前探钻孔，以保证确切地掌握煤层的位置、厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯情况等。

（2）石门工作面距煤层5m（垂距）以外，至少打两个穿透煤层全厚的测压钻孔，测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性（煤的瓦斯放散初速度与煤层坚固性系数、钻屑瓦斯解吸指标等）。

为准确得到煤层的原始瓦斯压力值，测压钻孔应布置在岩层比较完整的地方。

（3）当岩巷距突出煤层垂距不足5m且大于2m时，为了防止岩巷误穿煤层，必须及时采取探测措施，确定突出煤层的层位，保证岩柱厚度不小于2.0m（垂距）。

（4）石门掘进工作面与煤层之间必须保持一定厚度的岩柱，岩柱的尺寸应根据防治突出的措施要求、岩石的性质、煤层倾角等确定。

本治理方案采用瓦斯预抽或施工排放钻孔的措施进行石门揭穿突出煤层，工作面距煤层法线距离的最小值为3m；

若采用震动放炮措施，应不小于1.5m。

（5）石门揭穿煤层应尽量避免在地质构造进行，如因特殊情况不能避免工作面处于地质构造带，则应采取相应防治措施。

（6）在石门揭穿突出煤层前，当预测有突出危险时，必须采取瓦斯抽（排）措施，经效果检验有效后采取渐进式石门揭煤法揭穿煤层；

若检验无效，应采取补充防突措施，经措施效果检验有效后，再采取渐进式石门揭煤法揭穿煤层。

当预测为无突出危险时，可不采取防治突出措施，但必须采用渐进式石门揭煤法揭穿煤层。

（7）在安全屏障掩护下，石门工作面四周已消除突出危险，采用0.6m～1.0m循环浅掘浅进，实行光面爆破，巷道周边齐整，压力分布均匀，多循环、少装药，循环炸药量控制在单位岩体1.3kg/m3～2.0kg/m3以内。

不激化突出煤层，不用震动爆破，用正常掘进揭开与进入煤体。

当石门巷道断面较大，可以采取先小断面爆破掘进后刷大的方式施工。

（8）石门揭煤时应在有预抽条件的地方，按照预抽防突有关规定提前采取预抽措施；

若无提前预抽条件，在10m、5m岩柱位置预测超标且突出危险性较大，则在10m～5.0m岩柱位置打预排钻孔，预排钻孔布置按石门揭煤防突规定要求进行；

在3m、2m（或1.5m）岩柱位置预测超标或过煤门时预测超标，一般情况下在超标部位打排放孔，不打预抽孔；

工作面过完煤层进入顶（底）板掘进时，还需用排放钻孔将2m岩柱投影范围内的煤层突出危险性消除。

（9）浅掘浅进期间，永久支护要跟拢掘进工作面迎头。

每循环爆破后，当班要及时永久支护，不得空顶。

采取支护方式有矿工钢架棚或锚网喷。

（10）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。

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范围严禁有任何火源。

2）煤巷掘进防突措施

（1）通过布置在底板层中的运输大巷、采区上山、瓦斯抽采巷（兼区段运输巷）等巷道施工底板穿层钻孔进行瓦斯预抽后，按“四位一体”综合防突措施进行煤层巷道掘进。

当掘进中进行效果检验仍然具有突出危险时，采取本层超前钻孔预抽或预排瓦斯做为煤巷掘进的补充防突措施。

（2）四位一体”综合防突措施

A、进入工作面所有人员必须熟悉煤与瓦斯突出预兆。

发现突出预兆必须停止作业。

跟班矿长或安全员（瓦检员）立即组织人员按瓦斯、火灾避灾路线撤出至安全地点，并汇报调度室。

B、煤与瓦斯突出预兆有：

、有声预兆：

顶板来压，不断发生掉渣及支架断裂声，煤层发生震动，发出闷雷声，响煤炮等；

、无声预兆：

煤层赋存状态突变，瓦斯涌出量增大或忽高忽低，工作面气温降低，煤层层理紊乱，硬度降低，光泽暗淡，煤体干燥，打眼时顶钻、夹钻、喷孔等。

C、每小班配备一个专职安全员，安全员严格执行瓦斯检查制度，严禁空班漏检，严禁瓦斯超限作业。

D、工作人员进入工作面必须先经安全员检查工作面瓦斯情况，确认瓦斯不超限和无突出危险后，其他人员才能进入。

（3）严格执行“四位一体”的综合防突措施。

A、由防突队对工作面进行突出危险性预测。

采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，应按照下列步骤进行：

在煤巷掘进工作面打2个（倾斜和急倾斜煤层）或3个（缓倾斜煤层）直径为42mm、孔深8~10m的钻孔，钻孔布置与《防突规定》相同

b钻孔每打1m测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。

根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K1或Δh2预测工作面的突出危险性。

各项指标的突出危险临界值，参照下表的数据确定工作面的危险性。

实测得到的任一指标Smax值、K1值或Δh2值等于或大于临界值时，该工作面预测为突出危险工作面；

采用钻屑指标法预测突出危险性，当预测为无突出危险时，每预测循环应留有2m的预测超前距。

B、在煤巷掘进工作面打2个直径为42mm、孔深8—10m的钻孔，钻孔布置见下图：

C、若预测为突出危险性，则布置排放孔（φ81mm），钻孔布置按下图布置，钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于5m；

D、措施效果检验方法及钻孔布置执行本措施等1）条。

并保持2米的安全效检距离。

E、施工人员严格按照允掘通知单和允掘排版上标明的允掘进度施工，由当班值班长、瓦斯检查员共同监督把关，严禁超掘。

F、放炮警戒距离不少于300米，避难硐室设施齐全，防突门完好。

G、若qmax≥3L/min，放炮后30分钟内瓦斯浓度达3%，则采取预抽瓦斯的区域防突措施。

直到qmax＜3L/min为止。

3）回采工作面防突措施

（1）进入工作面所有人员必须熟悉煤与瓦斯突出预兆。

煤与瓦斯突出预兆有：

A、有声预兆：

B、无声预兆：

（2）专职安全员，瓦检员严格执行瓦斯检查制度，严禁空班漏检，严禁瓦斯超限作业。

（3）工作人员进入工作面必须先经安全员检查工作面瓦斯情况，确认瓦斯不超限和无突出危险后，其他人员才能进入。

（4）严格执行“四位一体’’的综合防突措施。

B、沿工作面每隔l5m打2个孔深8一lOm的钻孔，钻孔布置见下图；

C、钻孔每打lm测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。

根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K1或△h2预测工作面的突出危险性。

D、各项指标的突出危险临界值，参照下表的数据确定工作面的危险性。

E、实测得到的任一指标Smax值、Kl值或Ah2值等于或大于临界值时，该工作面预测为突出危险工作面；

F、采用钻屑指标法预测突出危险性，当预测为无突出危险时，每预测循环应留有2m的预测超前距。

G、若预测为突出危险性，采取松动爆破、排放孔、抽放等方法防治突出措施。

a松动爆破适用于煤质较硬、由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lm。

b排放孔的适用条件为回风流瓦斯不超限,钻孔布置方法见下图:

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。

H、措施效果检验方法及钻孔布置执行本措施等A条。

I、建立防突牌及允采通知单审批制度，施工人员严格按照允采通知单和允采牌版上标明的允采进度作业，由当班值班长、瓦斯检查员共同监督把关，严禁超采。

J、放炮警戒距离不少于300米，避难硐室设施齐全，防突门完好。

K、若qmax≥3L／min，放炮后30分钟内瓦斯浓度达3％，则采取预抽瓦斯的区域防突措施。

直到qmax<

3L／min为止。

L、在措施效果无效区段，必须采取补充防治突出的措施，并经措施效果检验有效后，方可采取安全措施施工，并应留有不小于2m的超前距。

M、必须及时维修突出煤层采煤工作面进、回风道，保持畅通。

6、防治突出措施的效果检验

由于井下条件的复杂性，为了提高措施的防突可靠性，要求在防突措施执行后，对其防突效果进行检验，检验结果措施无效时，应采取附加防突措施。

采用的防突措施检验方法见下表。

防突措施效果检验方法表

序号

防突措施类别

效果检验

方法

备注

1

区域防突

对煤层预抽瓦斯。

底板穿层钻孔预抽、本层预抽等综合抽

钻孔瓦斯涌出初速度法

R值指标法

钻屑指标法

对预抽煤层瓦斯防突效果检验时应在煤巷掘进时进行

2

局部防突

石门揭煤防突

抽采瓦斯、排放钻孔、渐进式非震动炮揭煤

煤巷掘进

工作面

超前钻孔、预测兼排放钻孔、预抽（预排）瓦斯

钻孔瓦斯初速度法

回采

超前排放钻孔、预抽（预排）瓦斯

对于《防突规定》中提及的几种效果检验方法，建议煤矿在生产过程中对每种效果检验方法都应熟练掌握，不断积累经验，掌握本井田内各种条件下自身的临界指标，形成适合本矿井的防突效果检验标准，不断提高预测水平。

7、安全防护措施

采取反向风门、远距离放炮、避灾硐室、压风自救系统和隔绝式化学氧或压缩氧自救器等安全防护措施。

（1）远距离放炮

在采取防突措施并经效果检验有效后，采用远距离放炮预防放炮诱导煤与瓦斯突出后发生事故，具体生产中可根据实际情况在作业规程中规定放炮距离和具体放炮地点。

（2）反向风门

为防止突出时瓦斯逆流进入进风道，在掘进工作面的进风侧设置2道反向风门，以控制突出时的瓦斯能沿回风道进入回风系统。

（3）压风自救系统

矿井应建立固定压风自救系统，井下各采掘作业点应配备