瓦斯治理方案模板Word文档下载推荐.docx
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底板为灰色、浅灰色粘土岩，以含黄色球粒状粗晶菱铁矿结核或团块为特征。
五、矿井开采技术条件
一、矿山水文地质条件
矿区属长江上游一级支流的长宁河水系，矿区坑口南侧即为洛甫河，属常年性河流，因河面标高为+490m，将成为未来开采中地下水的补给源；
矿区西部的锅圈岩沟常年有水径流，也可成为地下水的补给源之一，如因顶板冒落变形塌陷，也可作为矿坑涌水水源，故开采地表水系地段煤层或在该水系地段的井巷应采取保护措施。
区内地下水类型包括碎屑岩裂隙水、松散岩类孔隙水两类。
飞仙关组及宣威组碎屑岩裂隙水为本区的主要地下水类型，矿区地下水主要为大气降水渗入补给，次为地表水补给，随深度增加水量减小；
松散岩类孔隙水主要赋存于第四系残积层中，水量中等，对矿坑充水影响较小。
另外老窑及采空区积水亦为矿坑充水水源，同时随着浅部岩体的塌陷，地表水也将成为矿坑的主要充水水源。
因此，该矿为裂隙型充水矿床，目前矿井涌水量为200m3/d，水文地质条件中等至简单。
二、矿山工程地质条件
本区属深丘—低山工程地质区，区域稳定性较好。
矿山煤层为缓倾斜煤层，顶板岩性主要由粉砂岩、砂质泥岩夹薄层细砂岩组成；
底板岩性主要为粘土岩。
因此，硐室围岩均属软质岩体，故本矿将主平硐及运输巷布置于围岩中是正确的。
由于岩层较缓，深部岩体中地压力较大，硐室顶板、帮壁岩石中节理裂隙较为发育，岩体较为破碎，极易发生变形和片帮；
底板饱水后产生鼓胀，如B4煤层底鼓幅度每季度可达30—40cm。
硐室顶棚易产生冒落，直接冒落高度约30m，该矿也曾经发生过顶板冒落，造成了人员伤亡，因此，应加强采空区和硐室围岩的管理。
硐室稳定性总体为中等至较差，工程地质条件中等。
三、矿山环境地质条件
矿山地处地质灾害易发区，地质环境较为脆弱。
据本次现场调查，矿区内尚未发现滑坡、塌陷、地面开裂等地质灾害，但随着开采的进行，可能诱发地面地质灾害，地表水体（泉）疏干可能较为严重。
我们建议矿山企业应按现行规定及矿山地质环境评价报告中提出的措施和建议，采取相应措施，做好矿山地质环境保护与地质灾害防治工作。
四、其它开采技术条件
1、瓦斯
我矿于xxx年xx月，委托金沙县救护大队进行了矿井瓦斯等级鉴定，其鉴定结果为：
矿井绝对瓦斯涌出量为：
xxm3/min，相对瓦斯涌出量为：
60.51m3/t；
矿井绝对二氧化碳涌出量为：
6.328m3/min，相对二氧化碳涌出量为：
21.26m3/t；
确定为高瓦斯矿井。
2、煤尘爆炸性：
根据“2007年3月30日xxx煤炭产品质量监督检验站”的鉴定报告，我矿B4、B3煤尘均无爆炸性危险。
3、煤层自燃发火倾向性
根据“2007年3月30日xxx煤炭产品质量监督检验站”的鉴定报告，我矿B4、B3煤层均属不易自燃。
4、地温
本区属正常的地温区，地温梯度约为3℃/100m，当井下通风时其巷内温度一般可控制在25℃左右。
第二章、矿井各生产系统现状
一、矿井开拓系统
1）矿井开拓系统
矿井开拓方式为平硐开拓，主井口标高+512.5m,风井标高为+632.00m，井筒支护为锚喷、发碹及工字钢架棚支护，断面S=10.1㎡,对已采完和未使用井巷全部进行了封闭。
2）采区巷道布置（采掘工作面及队伍安排情况、劳动组织、井下最大班人数）
矿井现划分为二个水平，以+515运输大巷为界，上水平分为二个阶段，即+515～+555和+555～+595阶段，下水平为+515至+425阶段。
目前主采+515～+555m阶段，阶段运输巷布置在煤层底板中，破石门进入B4、B3煤层，煤层运输巷、回风巷均按走向布置，工作面沿煤层倾向布置，阶段运输巷内设置车场形成运输系统。
下水平设计布置3个阶段，每100m一个阶段，现正在施工下水平的主提升巷、+460石门及甩车场、+490m底板抽放巷道。
采掘工作面均按“三八作业制”进行安排，掘进班组每小班一般.人，采煤工作面人，井下大班最多人数人左右。
3）采掘部署
开采顺序分区段开采，采用采区前进，区内后退式开采，先采上解放层（B4煤层），后采下层B3煤层，B4煤层工作面形成时布置网格抽放对工作面进行预抽，然后再进行回采。
采煤方法为：
走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板、打眼放炮落煤、人工装煤、工作面采用40型可弯曲刮板输送机运煤，煤炭运至机头位置装入侧卸式矿车，+555至+595水平（+595水平已回采结束）由人工推到车场经提升巷绞车下放到+515运输巷，再由机车运出地面；
+515至+555水平直接由人工推到车场，再由机车运出地面。
支护采用单体液压支柱，排距1.0m,柱距1.0m,“见四回一”支护形式，“三.八制作业”“两采一准”的作业方式。
掘进工作面煤层运输巷、回风巷、切眼采用煤电钻打眼，全断面一次爆破（煤巷分次爆破）人工装矸，巷道支护采用11＃矿用工字钢架棚支护，棚距1.0m，不足一架料的位置采用前探梁护顶；
煤（矸）采用人工装运，岩巷掘进采用YT28凿岩机打眼，全断面一次爆破，装岩采用17型耙斗机，发碹作为永久支护，1T矿车运输，“三.八制作业”，矿井采掘接替正常，
二、矿井供电系统
矿井采用双回路电源供电，1000千瓦柴油发电机作备用电源，矿井主要设备有45KW绞车，11.4KW绞车，110KW固定空压机，2×
5.5KW局部通风机等用电设备。
矿井地面供配电采用10kV和660/220V两级电压，一、二级用电负荷采用双电源供电。
当一回供电电源发生故障，另一电源可担负负荷用电。
在矿井地面设有2座10/0.69/0.4kV变电所，在各变电所视其情况设置功率因数自动补偿装置，主井工业广场地面变压器为SG-315/10/0.4，井下变压器为KBSG-400/10/0.69，风井变压器为SG-250/10/0.4，在变压器容量大于315kVA的变电所低压侧均设置零序电流保护装置。
地面照明电压为220V，采用三相四线制。
矿井的生产照明和生活照明分开供电,对移动设备的供电回路设有漏电保护装置。
住宅及办公室采用荧光灯；
主通风机房、机修车间、木工房等机器房用白炽灯。
矿井主通风机房、空压机房、瓦斯抽放泵站等需要照明的场所一般采用双电源自动切换的照明装置来实现，个别场所采用应急灯作为应急照明。
矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，局部通风机采用双电源供电，采用两台专用变压器、专用开关及专用电缆。
掘进工作面中的电气设备设有风电瓦斯电闭锁，只有局部通风机开始运行后才能起动掘进工作面的电气设备，一旦局部通风机停止运行或瓦斯超标，风电瓦斯电闭锁装置立即切断局部通风机供风巷道中的一切电气设备的电源。
井下运输大巷、中央变电所、采区变电所、采掘工作面等均设固定照明，照明电压为127V，选用ZBX型矿用隔爆照明综合保护装置，照明灯具一般选用DGS型矿用隔爆节能荧光灯，有旋转机械的硐室选用DGS型矿用隔爆白炽灯。
三、矿井通风系统
1、主通风机、安全装置和仪表及规章制度、矿井配风量、巷道阻力、通风设施
xx煤矿采用中央边界抽出式通风，回风井口安装KZT60-Ⅱ-№16B型通风机（参数见下表）；
一台运行一台备用,功率2×
90KW，矿井总进风量
类别
型号
台
风量（m3/min）
静压（Pa）
全压（Pa）
功率（Kw）
运行
KZT60-Ⅱ-№16B
1
4207～2475
905～3355
952-3532
2×
90
备用
2653m3/min，总回风2712m3/min，等积孔1.62m2。
主、风井口高差120m，通风机房安装有水柱计，矿井通风负压1.16KPa,自然风压对矿井通风系统有一定影响,矿井通风系统比较稳定，通风能力能满足安全生产的需要，风机房有各种规章制度和操作规程，风井安装有防爆门和正反向切换风门。
2、矿井风量及分配
矿井设计需供风量2179m3/min，实际供风量2653m3/min，风量分配详见下表：
序号
需风地点
需风量
实际供风量
备注
225
252
2
300
356
3
174
248
4
208
5
226
250
6
180
200
7
8
9
282
10
11
合计
3、掘进通风及布置情况
掘进工作面采用压入式通风方式，掘进通风选用一台FDB-5型（2×
5.5kw）配φ500㎜的胶质风筒为碛头供风，安设于回风口以外＞10米的进风流中，在进风侧设置一组正反向风门（两正两反），风筒口距碛头距离≤5m，局部通风机实现“三专两闭锁”,风机供风量满足生产用风需要。
4、主通风与局部通风机供电
a、还未完全实现“双风机双电源”供电。
b、主扇电源不稳定，经常要切换至柴油发电机供电。
四、瓦斯抽采系统
1、抽采设备
我矿选用2BE1-353-0型水环式真空泵作为抽采泵，电机功率110KW，有关参数见下表：
型号
转速r/min
轴功率kW
电机功率kW
配用电机380V
极限真
空度mbar
最大抽气速率
泵重（整机）kg
m3/h
m3/min
2BE1-353-0
464（皮带）
81
110
Y315S-4
33mbar
（-0.098MPa）
4100
68.3
3905
2、抽采管路
抽采管路采用高压胶管将抽采钻孔导管与钻场汇流管紧密联结，做到密闭不漏气，高压胶管无120度以下的急弯；
汇流管与钻场瓦斯管连接，钻场瓦斯管与巷道中的分区瓦斯抽采支管连接；
与其它管路有明显的区别和标志，抽采主管路设置在﹢515m顶板巷，高度不小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离满足安装检修要求，瓦斯抽采管件的外缘距巷道壁大于0.1m。
抽采管路分岔处均设置有与安装地点的管径相匹配控制阀门，主管上的阀门设置在井下主要分区点，确保每点进行撤安管路时，不影响其它区域的正常抽采；
抽采管路安装平直，拐弯处设有弯头，无急弯死弯，并保持一定的流水坡度（一般为3‰）；
抽采钻场、门框架、低洼处均设置有放水器；
抽采管路跨越巷道时都设置有门框架，门框架设置都不影响抽采、行车和行人安全；
抽采管的接头、接口做到紧密不漏气；
回风巷、回风石门等平巷安设的管路，均设有管子架，管子架距离不大于5m，并把接好的管子用卡子等固定在管子架上。
管路距离巷道底板都大于300mm。
在提升下山巷、回风上山、总回风巷等倾斜巷道中安设的管路，均采用防滑装置（或管卡）将管子固定在巷道支架或巷道壁上。
管卡间距为15～20m（巷道倾角≤30°
）；
且提升下山巷的抽放管路与矿车最外缘的间隙都大于800mm；
瓦斯抽采管路与电缆线分别敷设在巷道的两侧。
抽采主管、干管及其与钻场连接处装设有瓦斯检测和计量装置。
3、抽采管材
抽采管材全部选择PE管作为矿井瓦斯抽采管。
抽采主管PE—1.0/355（公称压力1.0MPa,壁厚26.1mm,公称外径355mm、内径302.8mm）
抽采干管PE—1.0/315（公称压力1.0MPa,壁厚23.2mm,公称外径315mm、内径268.6mm）
抽采支管PE—1.0/160（公称压力1.0MPa,壁厚11.8mm,公称外径160mm，内径136.4mm）
3、抽采孔布置
根据矿井煤层瓦斯压力、瓦斯含量、透气性系数等，确定矿井抽采瓦斯基本参数。
抽采钻孔孔径：
设计矿井与**矿区相邻,煤层硬度系数和煤层透气性系数比较接近，现**矿区各煤矿瓦斯抽采钻孔孔径为Φ64mm，抽采效果较好，而且施工方便，速度快；
因此，设计确定矿井瓦斯抽采钻孔孔径为Φ64mm。
抽采半径：
根据该矿煤层透气性系数和参考**矿区的抽采实际，初步确定：
B4煤层预抽煤体瓦斯钻孔抽采半径1.5m；
B3煤层预抽煤体瓦斯钻孔抽采半径3m；
矿井实施抽采过程中，应根据煤层瓦斯地质变化情况、抽采时间等因素，合理调节钻孔抽采半径，总结出适合本矿的瓦斯钻孔抽采半径。
正常生产期间，在布置B4、B3煤层巷道时，同时在巷道的上下帮按每30m的间距布置一个钻场，在每个钻场中沿煤层布置10-20个顺层抽放钻孔，布置底板巷道时也是按30m的间距在上下帮分别布置钻场，进行底板预抽，在布置采煤工作面时还要按3m的间距沿工作面倾斜方向布置抽放钻孔，其深度以距回风巷保持10m的距离为准，瓦斯抽放钻孔布置后立即进行瓦斯抽放，抽放时间以实际检测达到预抽效果后才能撤除，目前有在藉抽放钻孔300个以上。
五、瓦斯监控系统
监测系统主机：
KJ90N型四台（瓦斯监控、抽放监控各2台），一台工作，一台备用，监控系统于**年*月份升级完成，KFD-3分站6台，瓦斯传感器KG9701，20台，CO传感器1台，负压传感器一台，风速传感器2台，风门开关传感器12套，设备开停传感受器12台。
采煤工作面和回风巷及总回风巷均设置了KG900型甲烷传感器。
采煤工作面回风巷的甲烷传感器报警浓度≥1.0﹪CH4，断电浓度≥1.5﹪CH4，复电浓度<
1.0﹪CH4；
断电范围：
工作面及其回风巷全部本安型电气设备。
矿井配备了便携式瓦斯检测仪30台。
总回风平巷测风站，主要通风机的引风硐都设置了风速传感器、压力传感器，主要通风机、局部通风机都设备开停传感器，风井的主要风门均设置风门开关传感器，被控设备开关的负荷侧均设置馈电状态传感器。
甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备，按要求每7天使用标准气样和空气样进行调校1次，每7天对工作面安装的甲烷传感器甲烷超限断电功能进行了测试。
六、矿井提升系统
xx煤矿运输系统：
井口标高+512.5m，运输大巷坡度在5‰以下，为蓄电池机车运输，有2台5t蓄电池电机车（CDXT-5型）,1台运行，1台备用。
有2台硅整流充电机（型号CWZCA-90/132，输入电压380V，输出电压132V，额定电流200A）。
平硐暗斜井开拓，有2级提升绞车，+595m主提升安装有JTB-1.0型绞车，电机功率45KW，+515下山安装有一台JTB-0.8型绞车，电机功率为22kW，使用QBZ-80（120）N开关控制，φ18.5mm+6×
19钢绳，每次提升2个矿车。
矿井平硐和斜坡均采用15kg/m轨型钢轨，600mm轨距，1.1m3箱型侧卸式矿车装载，主运输大巷为蓄电池机车运输方式。
各工作面的煤矸在工作面运输巷装车后经人力推车至各水平车场，经提升绞车提升或下放至+515m运输大巷，组列后经蓄电池机车拉出井，煤翻入工业广场的地面煤仓。
矸石通过地面矸石仓后再转运到矸石山。
七、矿井排水系统
因我矿下山采区部分属开拓准备期，上山水平经平硐水沟自流排出地面，暂无排水系统。
八、矿井防尘、防火、供水
2007年3月经xx省煤炭产品质量监督检验站鉴定，所鉴定煤层自燃及发火倾向性为“不易自燃”。
2006年5月安设CO传感器一台，CO检查仪两台，主要密闭都预埋检查管，每天对密闭内气体进行巡查采用检支管检查CO，进行火区的预测预报，在井下绞车室、车场、采区变电所、及设备集中的地点都按要求备有一定的砂，悬挂有干粉灭火器。
在地面距井口40m的位置建有防尘水池，经过主运输大巷连接到各采掘工作面，对各作业点进行洒水防尘。
第三章、矿井采掘部署调整
我矿坚持“采掘并举，掘进先行”的原则，严格采掘“三量”管理，逐步实现“抽、掘、采”平衡；
加强采掘施工现场管理，严格按照《煤矿安全规程》及《防治煤与瓦斯突出规定》的要求进行采掘布置和调整。
一、开拓巷道调整及工程量
我矿上山水平的主要开拓系统已经形成，并且储量不多，也实施了瓦斯抽采的治灾措施，目前采掘部署调整的重点是+515下山水平，+515下山水平第一阶段开拓巷道调整主要有回风石门及斜巷60m，人行上山220m，+490m底板抽放巷道300m,反石门60m，共计640m的巷道未施工。
2、采区巷道布置及工程量
我矿+515下山水平的采区巷道主要有2114-2回风巷725m（其中岩巷25m），边切眼130m，中切眼130m，2114-2运输巷715m，+490m底板抽放巷道380m,共计2080m的巷道未施工，其中岩石巷道400米，煤层巷道1680米。
+515上山水平还有1323-1运输巷100m，回风巷50m；
1333-1运输巷130m，开切眼120m，回风巷100m，1333-2运输巷260m，回风巷260m，开切眼130m，共计1150m。
3、采区及采掘工作面接替顺序
目前的采煤工作面有1334-2采面和1323-2采面，其中1323-2采面可采期还有一个月，1334-2采面可采期还有6个月左右，正在准备的有1323-1工作面和1333-1采面，1323-1采面结束后就准备1333-1采面。
1323-2采面回采结束后由1323-1采面接替，该采面能服务8个月左右。
1333-1采面接替1334-2采面。
1333-1采面接替1323-1采面，2114-2采面接替1333-1采面。
4、采掘布置及采掘队伍安排
目前的1323-2采面的单产为斜长100m×
采高1.35m×
容重1.5×
推进度1m=202吨，1334-2采面的单产为斜长150m×
采高1.20m×
推进度1m=270吨，掘进回收煤日产50吨，正常日产量522吨，能满足年产15万吨生产规模的要求。
为了保证采掘接替的要求，我矿计划在+515m上山水平安排三个煤巷掘进班组，在下山水平安排一个岩石巷道掘进班组，两个煤巷掘进班组，按“三八作业制”作业，掘抽采实行交替作业的形式，保证掘抽采平衡和达到治灾的目的和要求。
每个掘进班组安排5-6人作业，每个作业点均配备班组长、电工、瓦斯检查员和现场管理人员负责现场管理。
5、采掘部署调整井巷工程统计表
要完成采掘布置调整的井巷工程见下表：
类别
巷道名称
工程量（m）
开拓巷道
60
220
680
70
准备巷道
725
130
715
100
50
12
13
120
14
15
260
16
17
18
第一节、瓦斯治理方案
坚持“安全第一、预防为主、综合治理”的方针，以建设本质安全型矿井为目标，以瓦斯治理利用为核心，以防止瓦斯事故为关键，以技术创新和管理创新为重点，坚持先抽后采、治理与利用并举的方针，杜绝重特大事故，防范煤矿瓦斯事故，努力建设本质安全型煤矿，确保能源供应安全和矿井可持续发展。
我矿为高瓦斯矿井，但由于相邻xxx煤矿于2003年10月10日在开采过程中发生煤与瓦斯突出，被县局列为按突出矿井进行管理的矿井。
2009年矿井瓦斯等级鉴定结果为：
绝对瓦斯涌出量18.01m3/min，相对瓦斯涌出量60.51m3/T；
因此，我矿在开采B3、B4煤层的瓦斯治理上必须按具有突出危险性进行拟定方案，必须严格贯彻执行“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯治理十六字工作体系。
第二节、瓦斯抽采方案
1、采煤工作面采空区实行埋管抽放
2、采煤工作面实行本煤层顺层抽放
3、煤巷掘进工作面实行超前抽放和挂耳抽放
4、施工底板岩巷实行穿层抽放
第三节、防治煤与瓦斯突出
第一小节、区域性防突措施
xx煤矿煤层为近距离缓倾斜煤层，根据相邻矿井开采的实际情况，B4煤层无突出危险，可以采用先开采B4煤层后采B3煤层，由上往下剥皮开采,以降低下邻近煤层的突出危险程度。
在B4煤层开采过程中，同时对B3煤层实施顺层预抽，以解决首采B4煤层时下邻近煤层的卸压瓦斯问题。
对于B4煤层不可采区域，应先对B3煤层实施顺层预抽。
1、顺层预抽防突设计：
（1）顺层预抽防突钻孔布置
顺层预抽的钻孔采用在机巷内沿煤层倾向施工上斜顺层钻孔，其中上斜孔50m深，孔径42mm，沿工作面走向平行布置，钻孔距开切眼不超过5m，钻孔间距2m，钻孔封孔严实不漏气，封孔深度不低于8m。
（2）顺层预抽防突指标的确定
a、顺层预抽单孔抽放量预计
经过**矿井实际考察，顺层预抽单孔抽放量，平均为18.9L/min，在此预计单孔抽放量为10L/min。
b、首采煤层防突钻孔控制范围内瓦斯储量。
W＝WXB4＝S×
d×
B4×
HB4＝500×
120×
1.55×
18.83×
1.3
＝2276547m3
式中：
S－防突钻孔控制范围
d－煤的容重
B4－煤层瓦斯储量
B4－煤层厚度
首采煤层防突钻孔抽放量预计：
Q＝S/B.q
B－钻孔密度5×
q－单孔抽放量（10L/min）
即：
Q＝500
升级会员 