矿业年度瓦斯综合治理方案

第一章 矿区概述

第一节 概述

一、交通位置

青山煤矿位于织金县珠藏镇，距织金县城直距约13km，矿区地理坐标为：东经105°41′45″～105°42′41″，北纬26°33′17″～ 26°34′06″。矿区位于织(金)-普(定)公路东侧，公路相通，交通方便

二、矿井发展概况、生产、建设情况

2006年因国家煤炭行业政策的调整，织金县青山煤矿被列批为资源整合技改矿井。由原青山煤矿、原华明煤矿、原金利煤矿三矿整合成一个矿井，整合后，保留原青山煤矿的矿名，利用原青山煤矿的工业场地。青山煤矿于2009年5月20日经有关部门审核同意进行矿井技改建设，2011年技改建设结束，同年完成联合试运转、安全生产许可证、煤炭生产许可证的验收工作;现青山煤矿已获得上级各部门颁发证照齐全的生产矿井。采矿许可证：5200000830929，煤炭生产许可证号：205224250550，安全生产许可证：(黔)MK安许证字[0599]，

矿区范围由12个拐点坐标圈定，走向长度1.523Km,倾向长度1.020Km,矿区面积1.2994km2，开采深度：+1700～+1450m;设计生产能力15万吨/年;截止2007年11月底，矿井保有资源量445.0万吨，工业资源/储量327.4万t，设计利用储量217.44万t，设计可采储量157.74万t;矿井设计服务年限8.0年。主要可采煤层自上而下有M16、M23号煤层，M16号层已基本采完，目前主要开采M23号煤层。

第二节 开采技术条件

一 水文地质情况

1、地层含、隔水性

(1)含水层岩组

二叠系上统茅口组(P3m)：为灰色、深灰色中厚至块状灰岩，分布于矿区东部，为燧石灰岩构成，厚度大于200m，含溶洞、裂隙水，其富水性强，为强含水层。

二叠系上统龙潭组 (P31)：为区内主要含煤岩系。由粉砂岩、粘土岩夹少量砂岩、煤线和煤层交互组成。分布于背斜轴矿区部，为砂岩、泥(页)岩，煤层夹少量灰岩构成，厚100-200m，平均150m。含水性弱，为弱含水层。

第四系(Q)：为残坡积粘土、亚粘土、含砾粘土及人工填土等，零星分布区内缓坡地带，不整合覆盖于各时代地层之上，厚6—10m。矿区内覆盖的第四系，为孔隙水含水较弱，为弱含水层。

(2)隔水层岩组

区内主要隔水层为龙潭组中的粉砂质泥岩及煤层。

2、断层导水性

矿区内有一近东北向延伸的逆断层F3，倾角20°～45°，断距约12m，切穿龙潭组地层，位于矿区西北部，距离矿区边界为60m,在本矿区内在+1566m标高与M16煤层切割，已经接近矿区深部，对本开采影响不大。

3、水文地质类型

根据各含隔水层水文地质特征、断层导水性及动态变化特征，区内地下水补给来源主要为大气降水，地表水及地下水排泄条件良好，准采水平+1450m，水平低于侵蚀基准面(本区最低侵蚀基准面1500m)50m左右。在今后开采中要注意地下水的涌入。

综上所述，本区水文地质类型属裂隙充水矿床,水文地质条件中等。

4、矿井充水因素分析

矿井充水的因素主要有以下几个方面：

1)大气降水：是主要的充水水源。含煤地层裸露，直接接受大气降水补给，其充水强度和降水的强度及持续时间有着密切联系。

2)地表水：矿区西南侧有河流经过，距矿区有1500m。区内冲沟发育，切割较深。有些冲沟常年有水，枯季流量较小，雨季暴涨。

3)老窑水：区内老窑和小煤矿分布广泛，且开采历史悠久，大部分被关闭。老窑采空冒落造成地表开裂、塌陷，致使地表水及降雨由裂隙渗入老窑蓄积。因此，老窑大多有积水。开采浅部煤层，应预防老窑水涌入。

4)茅口组：灰岩裂隙、溶隙发育，透水性较强，特别在雨季水量猛增，但由于其在煤系地层以下，对矿井的影响较小。

5)第四系空隙水：岩石破碎，透水性较强，特别在雨季水量猛增。

6)矿井直接充水含水层：含煤地层与隔水段呈间互状，虽富水性弱，但具一定的承压性，对矿井开采有一定的影响。

(2)充水通道：

1)自然充水通道：岩石裂隙为矿坑自然充水通道，大气降水及地表水体会通过岩石裂隙直接进入矿坑。

2)人工充水通道：煤层开采后，大气降水及地表水会通过其冒落带、裂隙等进入矿坑。

3)小窑和矿井采空区：矿山内小煤矿和老窑，其废弃采面或巷道会成为老窑水、采空区积水、为部分地表水进入矿井的通道。

(3)充水方式

由于矿井直接充水含水层露头分布不广，接受大气降水补给不强，为中等～弱含水层，充水通道以岩石原生裂隙、原生通道为主，规模一般不大。以老窑、老空为导水充水的，局部可能发生突水事故，因此，未来矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主。

根据《煤矿防治水规定》(国家安全生产监督管理总局令第28号)第十一条规定：矿井受采掘破坏或者影响的含水层及水体，本矿含水层为茅口组：灰岩裂隙、溶隙发育，透水性较强，特别在雨季水量猛增，但由于其在煤系地层以下，对矿井的影响较小。茅口组位于煤层底板(M23煤层距离茅口组平均为120m)，本矿采掘未破坏茅口组含水层，故本矿充水方式为含水层露头水以及以老窑、老空为导水充水的，矿井充水对开采影响不大，因此本矿水文地质条件中等，

5、水患类型及威胁程度

本矿井水文地质条件是以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床，水文地质条件中等，本矿井的井下水害主要是来源于地层含少量的水、风化裂隙水、裂隙水、小煤窑、采空区积水和雨季渗水，这些水害对矿井安全生产存在着一定有威胁。

6、矿井水文安全条件评价

1)对水文地质基础资料来源及可靠性评价

水文地质基础资料来源于贵州省奇星资源勘查开发有限公司2007年7月提交的《贵州省织金县珠藏镇青山煤矿资源/储量核实报告》，该《资源/储量核实报告》水文勘查工作程度较低，应在以后的补充报告中加以完善。

2)水文勘探程度及存在问题

由于水文勘探程度低，对矿区存在的潜在水患，在开采过程中不能作出准确预测。必须强调的是：由于矿山未开展水文地质观测工作，在建设和开采过程中，必须加强水文地质工作,严格按照“黔煤办字[2007]37”号文“关于加强小煤矿水害防治工作的通知要求”按“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则,采取探(放)水措施,本矿必须高度重视防治水的工作，防止发生井巷(顶板)透水、老窑突水的安全事故，认真作好矿井防治水工作。

建议矿井补充水文地质调查，查清采空区及废弃老窑积水范围、积水量，以便为矿井的建设提供指导，达到安全生产的目的。

7、矿井涌水状况

织金县珠藏镇青山煤矿属于整合矿井，由原青山煤矿、原金利煤矿及原华明煤矿整合而成，整合以原青山煤矿为主体。

采用大气降水入渗法预测矿井涌水量，其公式为：

Q=2.74α×F×H

式中：Q：大气降水渗入量(t/d)

α:降水渗入系数，基岩裸露，岩溶发育、排泄通畅的碳酸盐岩区，取值为0.02。

F：块段面积(km2)，按矿区面积进行计算，取值为1.2994。

H:平均年降雨量(mm)，采用当地气象站多年平均降雨量1243.5mm。

经计算，Q=2.74α×F×H=2.74×0.02×1.2994×1243.5=88.55m3/d。

即：正常涌水量3.7m3/h，最大涌水量12m3/h。

根据青山煤矿目前每天抽排的水量计算，矿井正常涌水量41.7m3/h，最大涌水量83.3 m3/h，最小涌水量20.8m3/h。本设计按矿井实测涌水量进行排水设备选型。

二)、邻近矿井开采及涌水情况

根据业主反应，其他生产矿井均距离本矿较远，未取得相关资料。

三)、封闭不良钻孔情况

业主反应，矿区范围内共布置有六个钻孔，钻孔均封闭良好。

四)、主要积水区、主要含水层与主要开采煤层之间的关系

(1)主要积水区与主要开采煤层之间的关系

织金县珠藏镇青山煤矿为一整合矿井，原青山煤矿主要开采M16煤层，已开采标高范围在+1550m至+1625m左右，已形成采空区面积为0.2975 k㎡。原华明煤矿矿井布置有M16煤层主斜井、M16煤层回风斜井、M23煤层主斜井、M23煤层回风斜井共四条井筒。采用平硐开拓，井下工作面回采为走向长壁工作面回采。该矿开采规模较小，矿井在M16煤层开采范围在+1580—+1625m之间，在M16煤层形成采空区面积为0.0256k㎡, 在M23煤层开采范围在+1520—+1600m之间，在M23煤层形成采空区面积为0.0719k㎡,西南翼为原金利煤矿，已开采标高范围在+1575m至+1610m左右，已形成采空区面积为0.0256 k㎡,目前矿井井口已封闭。因此，矿井主要积水区为原有煤矿开采16煤层形成的采空区及煤层浅部老窑空区和老窑破坏区。

(2)主要含水层与主要开采煤层之间的关系

矿井主要可采煤层两层，M16煤层产于二叠系上统龙潭组(P3l)二段下部，M23煤层产于二叠系上统龙潭组(P3l)一段顶部。矿区内覆盖的第四系，为孔隙水含水较弱，为弱含水层，与M16煤层之间有二叠系上统龙潭组(P3l)三段(厚118m)相隔，对矿井开采无影响。茅口组灰岩裂隙、溶隙发育，透水性较强，特别在雨季水量猛增，但由于其在煤系地层以下，上距M23煤层大于200m，对矿井的影响较小。煤层底板不存在高承压含水层。

五)、矿井水文地质特点、水患类型及威胁程度分析、可能发生突水的地点和突水量预计。

1、矿井水文地质特点

矿井为以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床。

2、矿井水害类型

织金县珠藏镇青山煤矿为一整合矿井，原青山煤矿主要开采M16煤层，已开采标高范围在+1550m至+1625m左右，已形成采空区面积为0.2975 k㎡，原采空区积水经瓦斯抽放巷排出，基本无积水。原华明煤矿矿井布置有M16煤层主斜井、M16煤层回风斜井、M23煤层主斜井、M23煤层回风斜井共四条井筒。采用平硐开拓，井下工作面回采为走向长壁工作面回采。该矿开采规模较小，矿井在M16煤层开采范围在+1580—+1625m之间，在M16煤层形成采空区面积为0.0256k㎡, 估算采空区积水量约1220m³。 在M23煤层开采范围在+1520—+1600m之间，在M23煤层形成采空区面积为0.0719k㎡, 估算采空区积水量约3620m³。西南翼为原金利煤矿，已开采标高范围在+1575m至+1610m左右，已形成采空区面积为0.0256 k㎡。估算采空区积水量约2750m³。

矿井主要积水范围和积水量比较清楚，仅浅部老窑空区积水量不清楚，按《煤矿防治水规定》(表2-1)矿井水文地质划分条件，青山煤矿矿井水文地质属中等类型。

3、突水水源与地下水导水通道

1)突水水源

突水水源主要为采空区积水、地下水、地表水。

2)地下水导水通道

由于该煤矿均处于同一区域水文地质单元的补给区地带，因此，地下水的补给来源主要为大气降水。大气降水主要通过裂隙、岩溶洼地下渗补给，但各含水层接受大气降水补给的程度具有明显的差异，表现在含煤岩系上部第四系空隙水，岩石破碎，透水性较强，特别在雨季水量猛增。茅口组灰岩裂隙、溶隙发育，透水性较强，特别在雨季水量猛增，但由于其在煤系地层以下，对矿井的影响较小。

4、矿井水害威胁程度分析

根据以上可见，矿井受采空区(老窑)积水、地下水威胁较大，存在采空区、地下水突水危险，也存在地表水、滑坡或暴雨时，雨水通过地表裂缝或井筒溃入

5、可能发生突水的地点和突水量预计

(1)可能发生突水的地点

该矿可能发生突水的地点为：各煤层浅部接近的老窑附近;接近原系统形成的采空区附近;接近原系统形成的老巷附近。

(2)突水量预计

织金县珠藏镇青山煤矿为一整合矿井，原青山煤矿主要开采M16煤层，已开采标高范围在+1550m至+1625m左右，已形成采空区面积为0.2975 k㎡，原采空区积水经瓦斯抽放巷排出，基本无积水。原华明煤矿矿井布置有M16煤层主斜井、M16煤层回风斜井、M23煤层主斜井、M23煤层回风斜井共四条井筒。采用平硐开拓，井下工作面回采为走向长壁工作面回采。该矿开采规模较小，矿井在M16煤层开采范围在+1580—+1625m之间，在M16煤层形成采空区面积为0.0256k㎡, 估算采空区积水量约1220m³。 在M23煤层开采范围在+1520—+1600m之间，在M23煤层形成采空区面积为0.0719k㎡, 估算采空区积水量约3620m³。西南翼为原金利煤矿，已开采标高范围在+1575m至+1610m左右，已形成采空区面积为0.0256 k㎡。估算采空区积水量约2750m³。

根据煤矿防治水规定，煤矿企业、矿井应当按照本单位的水害情况，配备满足工作需要的防治水专业技术人员，配齐专用探放水设备，建立专门的探放水作业队伍。矿井在采掘过程中要坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”，以及“有疑必停”的原则，防治突水事故的发生。

二、煤层瓦斯赋存及规律

瓦斯在煤体中存在的状态有二种：一种叫游离状态，一种叫吸附状态。在天然条件下，煤体中以吸附状态贮存的瓦斯约占90%，以游离状态贮存的占10%，总体来说，瓦斯绝大部份是以吸附状态存在的。根据《储量核实报告》提供资料：瓦斯自然组分：CH475.19%—100%,平均91.11%;二氧化碳0.00—23.81%，平均6.10%，属沼气带。

青山煤矿为高瓦斯矿井。矿井瓦斯主要为采掘工作面涌出占全矿瓦斯总量的56.4%，其次为采空区及其它瓦斯涌出，占全矿瓦斯总量的43.8%。

矿井未进行瓦斯基本参数测试，各煤层中吸附瓦斯和游离瓦斯状态之间的规律有待进一步测试和研究，建井过程中业主必须请有资质的单位进行煤层瓦斯基本参数测定。

三、煤层瓦斯含量、压力

矿井目前因技术和设备问题不能掌握到煤层瓦斯含量和瓦斯压力等相关资料。

3、矿井瓦斯等级

根据矿井2005、2006、2007及2008至2010年瓦斯等级鉴定结果，青山煤矿都被鉴定为高瓦斯矿井，其鉴定结果见下表：

青山煤矿瓦斯等级鉴定结果统计表

四、煤尘爆炸危险性和煤炭自燃发火倾向性

根据贵州省煤田地质局实验室2007年11月15日提供的《织金县龙山矿业有限责任公司(青山煤矿)23#煤层煤尘爆炸性鉴定性报告》，青山煤矿23#煤层煤尘无爆炸性。青山煤矿未提供M16的煤尘爆炸性鉴定性报告，由于M16已经采完，设计只开采M23煤层，因此，本矿按煤层无煤尘爆炸危险性设计和管理。

根据贵州省煤田地质局实验室2007年11月15日提供的《织金县龙山矿业有限责任公司(青山煤矿)23#煤层自燃倾向等级鉴定报告》，青山煤矿23#煤层自燃倾向性属Ⅲ类不易自燃煤层，由于由于M16已基本采完，设计只开采M23煤层，因此，矿井按Ⅲ类，即煤层自燃Ⅲ类矿井设计和管理。

五、矿井煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险性

根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局(黔安监管办字[2007]345号)文件《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》的规定，织金县划定为煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区。

青山煤矿没有煤与瓦斯突出记录。中国矿业大学于2008年3月对该矿M23煤层进行了煤与瓦斯突出鉴定，提交了《贵州省织金县珠藏镇青山煤矿23#煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定》报告。报告对煤层瓦斯压力、煤的坚固性系数(f)、瓦斯放散初速度(△P)进行了测试，测试结果见表1-4-3、表1-4-4、表1-4-5。

表1-4-3 瓦斯压力测定钻孔参数表

根据测试结果，青山煤矿M23煤样瓦斯放散初速度△P为27.750。

中国矿业大学矿山开采和安全教育部重点实验室于2010年5月对矿井M23煤层进行了煤与瓦斯突出鉴定，提交了《贵州省织金县珠藏镇青山煤矿23#煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定》报告，根据该报告提供的资料及贵州省能源局黔能源发[2010]253号《关于对毕节地区工业和能源委员会〈关于请求审批织金县珠藏镇青山煤矿M23#煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告〉的批复》文件。青山煤矿M23#煤层在开采+1560m标高以上煤层时不具有突出危险性。

第二章 矿井各生产系统现状

一、开拓与开采系统

矿井布置三条井筒，其中，增设一条主斜井，改造原青山煤矿的主斜井为整合后矿井的副井，风井将原有的风井作适当的改造后作新风井用即总回风斜井。

主斜井布置在工业广场的中部，坐标为：X=2939223，Y=35570224，Z=+1683，α=73°，β=18°;主斜井从地面开口，掘长233m至+1607m标高位置后，按2°掘进方位折返，以18°倾角，掘进249m后到达+1551m标高落平，在落平的水平布置井底集中水仓;在揭23#煤层位置布置绕道和23#煤层运输大巷。主斜井承担全矿井的运煤任务。

副斜井(X：2939204，Y：35570256，Z：+1678m，方位208°，倾角25°)利用原青山煤矿的主斜井进行改造，拓宽巷道断面，改变原有巷道的使用功能，局部改造巷道支护形式，副井改造总长度(包括紧接副井下段的轨道运输巷)400m，然后在副井改造的尾段+1633m位置，布置联络小绕道及上部车场，再以方位角10°，倾角25°布置轨道下山,掘至240m到+1551m标高后，用绕道与主下山联通，在+1551m标高上布置水泵房;在轨道下山见23#煤的位置布置轨道大巷和井下变电所。副斜井承担矿井的辅助运输任务。

总回风井(X：2939182，Y：35570208，Z：+1678m，方位角158°，倾角25°)上段100m利用原旧风井拓宽改造而成，在标高+1633m位置以掘进方位角353°，倾角24°布置回风下山,掘185m到+1569m标高后，布置23#层回风大巷，然后通过23#层联络巷联系23#层轨道大巷和23#层运输大巷，矿井开拓系统形成。风井承担矿井的回风任务。

首采工作面2301工作面，已回采结束，2012年计划有2302采面和2303采面、2305采面及南翼23煤运输大巷、南轨道大巷、南总回风大巷开拓及采面回采巷道掘进工作。

二、矿井通风系统

矿井按设计要求采用中央并列抽出式通风。主扇风机型号为FBCDZ N0-20/2*75对旋风机两台，一台工作，一台备用一台工作一台备用，工作能力为抽风量2950 m3/min ～4890 m3/min，静压170～1010Pa,全压效率≥83%，主扇风机工作方法为抽出式。经矿井实际测风总进风量为3600 m3/min～3700 m3/min，总回风量4000m3/min～4500 m3/min。新鲜风流由主斜井、副斜井进入，乏风通过回风斜井排出。回采工作面和两个掘进工作面均采用独立通风;掘进工作面采用压入式局部扇风机供风，风机型号为FBDNo5.6/2×15，功率2×15KW对旋式风机2台，一台工作一台备用并能自动接换，该风机的额定排风量为:420~ 300 m3/min，符合要求，能满足掘进供风需要。

井下采煤工作面利用矿井主要通风机全负压通风，回采工作面采用上行通风，均设有独立的进、回风系统，无串联通风。

1采面：地面→主井(副井)→皮带下山(轨道下山)→轨道大巷→2302运输巷→2302回采工作面→2302回风巷→回风大巷→回风斜井→总回风井→引风道→地面。

2掘进：地面→主井(副井)→皮带下山(轨道下山)→皮带运输大巷→2303运输巷(2303回风巷)→2303运输巷工作面(2303回风巷工作面)→2301回风绕道(第四联络巷)→回风大巷→回风斜井→总回风井→引风道→地面。

三、瓦斯抽放系统

1、地面瓦斯抽放泵房设备;

矿井建立了地面永久的高低负压瓦斯抽放系统。高负压抽放为2BEA-353水还式真空泵两台，一用一备，极限压力3300帕，转速：415转/分，最大抽速58m³/mim，功率为90kw;低负压抽放为2BEA-353水还式真空泵两台一用一备，极限压力3300帕，转速：415转/分，最大抽速58m³/mim，功率为90kw;极限压力3300帕，转速：415转/分，最大抽速58m³/mim，功率为90kw;

2、瓦斯抽放管路

高、低抽放主管从总回风斜井铺设了φ250mm的PE抽放管道各为410m长，共830米，分干支管为φ200mm高低抽放管趟3452米，支管分干支管为φ100~150mm高低抽放管趟910m。

3、抽放方法

1)2302、2303、2305回采工作面是采用本煤层预抽瓦斯，利用运输巷沿煤层布置高负压瓦斯抽放系统预抽消突。

2)利用低负压瓦斯抽放系统抽放采空区瓦斯。工作面开采期间，利用回风巷埋管抽放采空区瓦斯;工作面回采完毕密闭后，插管路抽放采空区瓦斯;

3)巷道掘进前利用高负压瓦斯抽放系统进行先抽后掘瓦斯抽放，瓦斯抽放达标后，方可进行掘进作业。

四、粉尘灾害防治系统

地面设有的井250m3的井下消防水池，防尘水管选用D100无缝钢管引入井下，各巷道每隔50-100米安设三通、阀门各一个，装载点装设喷雾洒水，防尘装置齐全;严格实施个人粉尘防护及矿井综合防尘措施。

五、防灭火系统

矿井建立了消防洒水系统，井下按设计要求安装了隔爆水棚，井上、下设置消防材料库，配备齐全的消防器材。

六、防排水系统

矿井在+1551m标高的轨道下山与皮带下山间设置主副水仓，主水仓容积分别为：主水仓长：45m，断面：11.4m2，水仓容量510m3;副水仓，45m，断面11.4m2水仓容量510m3;安设选用100UF45×5型水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修，电机功率为90KW，排水管路2趟，选用φ160×8无缝钢管。

七、供电系统

青山煤矿按设计要求采用了双回路供电，一回路取自织金县城10kv变电所，另一回路取自珠藏镇10kV变电所，电源均为LGJ-70。

矿井设地面和井下变压所。地面变电所现有六台变压器：两台为S11-630kVA，两台为KS11-630kVA，两台为KS11—250KVA。六台变压器中，三台使用，三台备用;其中：S11-630kVA变压器为地面压风机、筛选机、机修、照明供电;KS11-630kVA变压器为地面瓦斯抽放泵、主斜井皮带机、副井提升绞车供电;KS11-250kVA变压器为主扇专用。井下变电所采用10KV双回路供电;变电所有四台变压器，两台KBSGY-630kVA变压器，一台给井下用电设备供电，一台备用;另外两台型号为KBSGY-200kVA，为局部通风机专用，亦为一台使用，一台备用。

八、矿井运输提升系统

主斜井采用DTⅡ—80/10/2×30S型，皮带下山采用DⅡ—80/10/40S型大倾角带式输送机，完成煤炭运输任务，23煤运输巷采用DSJ650/2×20S型和回采工作面采用DSJ650/2×20S 型固定带式输送机各一台;在副井设置JTP-1.2×1.0型提升绞车，轨道下山采用JTB1200×1024绞车并配备了相应的提升安全设施、装置。

九、矿井压风系统建设

矿井在地面建了压风站，采用LG-20/8G型和LGU75A螺杆式空压机两台，功率为90KW，排气量20m3 /min、12.3m3 /min，压风管路采用φ100×4无缝钢管作为压风管路，支管理选用寸无缝钢管，压风自救系统管路已接至采掘工作面。

十、安全监控系统

安装KJ95N型煤矿综合监控系统，设置了5个分站，矿井下各种监控探头安装到位，瓦斯检测监控系统正常运行。采掘工作面、井下各巷道及硐室、通风设施等地点全安设各种传感器，共安装 105个传感器。

十一、通讯系统

矿井在调度室设有内外联络的专用电话，矿井内部井上下通信选用KTJ3-16型矿用本安型选号报警电话，井下各采掘工作面，各硐室及机电设备地点均安装有电话。

附表：青山矿井瓦斯防治系统、设施、仪器仪表统计表

第三章 瓦斯治理的必要性和可行性

一、瓦斯治理的必要性

煤矿瓦斯事故是制约煤炭工业安全发展和可持续发展、影响地区和全省安全稳定好转的突出问题，煤矿必须认识瓦斯治理的重要性和必要性。

我矿扩建初步设计按高瓦斯矿井设计，矿井地质构造复杂，开拓开采不正规，各生产系统和安全系统不完善，安全资金投入不足，管理机构人员配备不足，管理制度不完善等问题，严重制约矿井安全生产，难以达到瓦斯治理的各项要求，为此，我矿瓦斯治理不但必要，更显得事在必行。

二、瓦斯治理可行性

为切实搞好瓦斯综合治理，煤矿要认真严格贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理工作方针，切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合治理工作体系，紧紧抓住矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现场管理四个关键环节，根据本矿井的安全生产条件及危害因素分析,采取行之有效的针对措施，坚持标本兼治、重在治本，进一步完善瓦斯治理结构，落实瓦斯防治管理制度，提高装备水平和提高矿井防治瓦斯灾害能力，建立健全稳定可靠的矿井通风系统，科学合理的瓦斯抽采体系，有效管用的监测监控网络和严格规范的现场管理制度。矿井瓦斯事故是可控、可防、可治的。因此，煤矿要以更大的决心、更强的力度、更严的态度、更扎实的措施，锲而不舍地打好煤矿瓦斯治理攻坚战，瓦斯治理是可行的。

三、瓦斯治理的主要内容

根据我矿生产现状和存在的主要问题，我矿瓦斯治理的主要内容为：优化生产布局，以理顺完善通风系统为核心，切实搞好一通三防管理，合理组织生产，坚持采用正规采煤方法，进一步完善其它相关安全系统，加强现场监督管理，建立健全并认真落实瓦斯治理各项管理制度。

第四章 瓦斯治理方案

第一节 通风系统治理方案

一、采掘部署合理

1、采区水平布置

矿井沿倾向分为一个水平即+1563水平开拓两个盘区即北翼盘区和南翼盘区开采，该水平沿23M煤层布置皮带运输大巷、轨道大巷、回风大巷，三条大巷贯通形成完善的负压通风系统，水平两侧沿23M倾斜方向分别布置采掘巷道，采煤工作面有专用回风巷，回采工作面和掘进工作面分别实现独立回风，无串联通风。

2、煤层开采顺序

采区内各煤层开采顺序为自上而下进行，即先采上层，后采下层。上层16M煤层基本采完，现开采下层23M煤层，2012年计划在23M煤层布置2302、2303、2305采面。

3、采煤方法

23M煤层平均厚1.8m，含夹矸1层厚0.1～0.5m,煤层平均倾角5º，我矿采用倾向长壁后退式采煤法，全部冒落法管理顶板。

4、回采工艺

工作面采用放炮落煤，人工攉煤，工作面采用刮板运输机运煤，运输顺槽采用刮板输送机运煤。外注液式单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板，棘轮回柱器回柱放顶。

二 通风系统

【一】通风系统合理可靠

矿井采用中央并列抽出式通风，主要通风机采用 FBCDZ N0-20/2*75 对旋主扇，通风能力为 2950 ～4890 m3/min，矿井总进风量为 4506 m3/min，总回风量为 4591 m3/min，通风阻力为 326.9 Pa，通风等积孔为 2.93m² .，最大通风流程为 1050 米，外部漏风率为 1.86 %，采掘工作面都实现了分区通风，都具有专用回风巷，采煤工作面计划风量 670 m3/min，实际风量 1050 m3/min，掘进工作面计划风量 335 .m3/min，实际风量 380 m3/min，具体通风路线如下：

2303 采煤工作面通风路线：

主副井筒→皮带(轨道)下山→23煤运输大巷→2303采煤工作面进风巷→2303采煤工作面→ 2303 采煤工作面回风巷→ 回风大巷 → 23煤回风下山→总回风斜井→地面主扇风机。

2305回风巷掘进工作面通风路线：

主副井筒→轨道(皮带运输)下山→23煤运输绕道巷→局部通风机送入2305回风巷掘进工作面→2305回风巷→2301回风上山巷→2301回风绕道巷→23煤回风下山→总回风斜井→地面主扇风机

2305运输巷掘进工作面通风路线：

主副井筒→轨道(皮带运输)下山→23煤运输绕道巷→局部通风机送入2305运输巷掘进工作面→2305运输巷→第五措施联络巷 → 南回风大巷→23煤回风下山→总回风斜井→地面主扇风机。

【二】 加强通风管理防止瓦斯积存的措施

(一)防止瓦斯积存的措施

1、通风异常是造成瓦斯积存的主要原因，矿井建立一个安全可靠、完整的、独立的通风系统，我矿采用中央并列式通风方式，主要通风机工作方法为抽出式，主要通风机房三班倒有特作抽风机司机值班管理主扇风机。

2、矿井主要通风机采用双回路供电，一回电源停止供电后，另一回路必须马上投入运行。配备了2台主要通风机，一台工作，一台备用。

3、矿井总风量计算符合本矿实际情况，合理进行风量分配，按时每旬进行测风，在阻力计算表中进行了风速验算和校核。生产过程中，应根据7、建立完备的通风设施和通风系统的检查制度。配备足够数量的通风安全检测仪表，仪表必须由国家授权的安全仪表计量检验单位进行检验。

4、实际需要进行风量计算和风量调整，确保矿井安全生产。

5、建立完备的通风设施和通风系统的检查制度。配备足够数量的通风安全检测仪表，仪表必须由国家授权的安全仪表计量检验单位进行检验。

6、加强局部通风及局部风机管理。

(1)掘进工作面采用局部通风机通风，局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机必须采用三专(专用开关、专用电缆、专用变压器)供电，专用变压器最多可向4套不同掘进工作面的局部通风机供电;备用局部通风机电源必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保持掘进工作面正常通风。

(2)局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m;全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，杜绝循环通风,局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》第一百零一条的有关规定。

(3)局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转，每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，每班要进行瓦斯、风电闭锁试验一次。试验记录要存档备查。

(4)局部通风机安装和拆除应由生产部门提出申请，通风、机电等部门审查并共同实施。

(5)当掘进长度超过250m时，应加大局部通风机功率。

(6)严禁3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。

7、风筒管理

(1)采用抗静电、阻燃风筒，其风筒直径不得低于600mm。

(2)加强对风筒的维护，风筒必须整齐，转弯应平缓，破损的风筒必须及时修补，减少风筒的漏风，保证工作面迎头有足够的风量。

(3)掘进工作面施工过程中，风筒出风口应随工作面掘进及时移动，确保掘进工作面有足够风量，风筒出口到掘进工作面的距离不得超过5m且不小于2m。

(4)风筒吊挂要平、直、紧、稳，逢环必挂;

(5)风筒在拐弯、过风墙处要用硬质风筒，不准拐死弯;

(6)风筒对接不少于500mm，风筒间接口严密，无破口(末端20m除外)，无反接头，采用双反压边;

(二)、及时安全地处理已积存的瓦斯

1、因检修、停电或其他原因停止主要通风机运转时，必须制定停风措施。

变电所或电厂在停电以前，必须将预计停电时间通知矿调度室。

主要通风机停止运转时，受停风影响的地点，必须立即停止工作、切断电源，工作人员先撤到进风巷道中，在井下进风巷中等待30分钟，主要通风机停止运转没有恢复运行抽风时，井下所有工作人员全部撤出地面。

2、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障;待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风机后方可恢复工作，使用2台局部通风机同时供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。

3、使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风;因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源。

恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可由指定人员开启局部通风机。

4、矿井必须有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风，必须编制排放瓦斯和送电安全措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，证实瓦斯浓度低于0.8%以下，无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》规定时，方可开启。

5、临时停工地点，不得停风;否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向调度室报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%或其他气体浓度超过《煤矿安全规程》(2010版)规定不能立即处理时，必须在24h内封闭完毕。

6、恢复已封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时，必须事先排除其中积聚的瓦斯。排除瓦斯工作必须制定安全技术措施。

7、严禁在停风或瓦斯超限区域内作业。

(三)、加强瓦斯排放工作的安全管理

1、瓦斯排放实行分级管理制度。

1临时停风时间短，瓦斯浓度不超3%的采掘工作面，由通风队和瓦斯检查员负责就地排放。

2巷道瓦斯浓度超过3%，排放瓦斯风流途径路线短、直接进入回风系统，不影响其他采掘工作面的排放瓦斯的安全措施必须由矿总工程师组织有关部门共同审查签字批准，由矿山辅助救护队排放，并报县级煤炭管理部门备查。

3掘进巷道瓦斯积聚或贯通已封闭的停工区，瓦斯浓度超过3%，排放瓦斯路线长，影响范围大，排放瓦斯风流切断采掘工作面的安全出口，其排放瓦斯的安全措施必须由矿总工程师组织有关部门共同审查签字批准，由矿山辅助救护队排放，并报县级煤炭管理部门备查。

4批准的排放瓦斯的安全措施必须由矿总工程师或通风安全副总工程师负责组织贯彻 ，责任落实到人，并签字备查。

5安全监察部门负责监督排放瓦斯的安全措施的实施，必须有安监人员在现场监督检查，安全措施不落实，绝对禁止排放瓦斯;若发现违章排放瓦斯，必须责成立即停止，并追查责任，严肃处理。

2、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.5%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且符合上叙第三条开启局部通风机的条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。

3、停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。

4、停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须制订安全排瓦斯措施，报矿技术负责人批准。

5、在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%，且采区回风系统内必须停电撤人，其他地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。只有恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度不超过0.8%和二氧化碳浓度不超过1.5%时，方可人工恢复局部通风机供风巷道内电气设备的供电和采区回风系统内的供电。

6、独头巷道长或封闭的独头巷道启封后排放瓦斯采取逐段通风排放法：排放由外向内逐段分段进行，先准备一节5m长的短风筒，接在密闭外的风筒上，用于冲淡启封密闭墙的开口孔洞瓦斯，控制风筒的排风量，使冲淡后的瓦斯浓度低于1.5%，正常后再分段接长风筒逐段排放巷道积存瓦斯，直到全独头积存瓦斯排放完转入正常通风时止。

【三】 硐室通风管理措施

(一)、井下独立通风硐室的通风系统及安全措施

1、矿井投产时期井下独立通风硐室

根据本矿的开拓系统布置，矿井投产时期井下需独立通风的硐室为+1569m标高的采区变电所，+1551m标高水泵房布置在轨道下山与皮带下山巷之间。

采区变电所的通风线路为：副井→轨道下山→轨道大巷→变电所→回风下山→风井→引风道→地面。

在变电所靠近回风大巷的通道内设置调节风门，对风流及风量进行调节，确保变电所内有足够的风量通过，确保风流不发生短路。

水泵房通风线路为：主井→皮带下山→水泵房→轨道下山→轨道大巷→回风大巷→回风下山→风井→引风道→地面。

(2)矿井通风困难时期井下独立通风硐室

矿井通风困难时期无新增硐室。

(二)、采用扩散通风的酮室及通风要求

硐室深度不超过6m、入口宽度不小于1.5m而无瓦斯涌出，可采用扩散通风。根据本矿的开拓布置，井下消防材料库、避难硐室、临时材料库、临时水仓是采用扩散通风的硐室。

【四】井下通风设施管理

1、一般规定

(1)、通风设施完工后，必须由安全科会同施工单位进验收，不合格的必须经整改合格后方能投入使用。

(2)、每月由矿技术负责人牵头，对矿井通风设施进行一次全面的检查。矿安全员必须每天对井下通风设施进行巡视，发现问题及时处理，并向矿地面值班室汇报。

(3)、各生产班组对本区域的通风设施负责管理，任何单位和个人不得随意破坏或拆除通风设施。

(4)、各生产区域的负责人、瓦检员，必须对所辖区域的通风设施的管理和使用负责，保证通风设施随时处于正常工作状态。发现问题时，应立即向地面值班室汇报，及时组织人员修复。

(5)、井下的正向风门必须联锁，井口的防爆风门不得联锁，严禁矿车冲撞风门。

(6)、掘进工作面的瓦检员必须及时缝补风筒破口或更换风筒，保证碛头风量符合作业规程的规定。

(7)、通风设施前后10米范围内严禁堆放材料、设备及其它杂物。

(8)、采空区必须及时封闭。采煤工作面回采结束后，必须及时用永久密闭封闭采空区，在密闭前必须设置栅栏和警标，禁止人员入内。密闭墙施工前，必须拆除同封闭区相连通的轨道、铁管、电缆等。

(9)井下盲巷和临时停风地点必须设置密闭和栅栏，定期检测瓦斯和氧气浓度，并挂牌管理严禁任何人违章进入。

2、通风设施质量标准

(Ⅰ)风门

A、永久风门

①永久风门的砌筑位置应尽量避开动压区，选择顶、帮条件较好的地点设置。

②每组风门不少于两道，通车风门间距不小于一列车长度，行人风门间距不小于4米，每道风门应能完全敞开，并能自动关闭。

③风门墙垛要用不燃性材料构筑，厚度不小于0.8米，四周要掏槽，见实底、实帮，与煤岩接实，墙面平整，墙体必须灰浆饱满，无裂缝、重缝、干缝，并预留管线孔。

④门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密不漏风(以不透光为准，通车风门底坎除外)，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭，木质风门要错口对缝和穿带，门扇厚度不少于100毫米。

⑤通车风门要设底坎。其余风门下方要设挡风帘，管线孔要堵严。

⑥风门前后5米范围内巷道支护良好，无杂物、积水和淤泥，风门水沟要设翻水池或挡风帘。

B、防突风门

防突风门设计选用特制风门，由两道反向风门组成，防突风门设置应满足以下技术要求：

1)避免在弯道和缓倾斜巷道中设置防突风门，防突风门必须设在掘进工作面的进风侧，以控制突出时的瓦斯能沿回风道流入回风系统;

2)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。反向风门的前后5m内支架完好，反向风门墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于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。

3)结构严密，不漏风，向关门方向缓倾斜80°～85°，确保自动关闭;

4)反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，应当根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定，但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时应设置至少三道反向风门。

5)防突风门等通风构筑物的设置应坚固稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。

6)在采掘工作面回风风流与其他进风风流之间以及与其他采掘工作面回风风流之间的联络巷内设置防突风门。

7)放炮时防突风门必须关闭，对通过内墙垛的风筒，必须设有隔断装置;

8)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。

C、防爆门的设置技术要求

为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，在回风井口处设置防爆门，防爆门的设计要求如下：

1、防爆门至井筒内引风道的开口位置的长度应比引风道长度短10m，随时保证防爆门的完好并每6个月检查维修一次，引风道与风井之间的夹角为30°，采用风机蝶阀开关状态控制风机运行状态，主要通风机运行时，主要通风机蝶阀全打开并固定好，备用通风机蝶阀则关闭并固定好。

2、防爆门应布置在出风井同一轴线上，其断面积不应小于出风井的断面积。

3、出风井与风硐的交岔点到防爆门的距离，比该点到主要通风机吸风口的距离至少要短10m。

4、防爆门应主要靠主要通风机的负压保持关闭状态，并安设平衡重物或其他措施，以便主扇停运时防爆门易于开启。

5、防爆门门框的结构为半圆拱型的整体式，材料是11#矿用工字钢。门板为半圆拱型，左右各一扇，门板材料为75×75×8mm的角钢及3mm厚的钢板，相互之间焊接组成门板，纵横方向各设计有加强筋板，使门板能有足够的抵抗压力变形的能力，并有防腐和防抛出的安全措施。

6、防爆门门板与门框之间采用橡胶条进行密封，用铁压条和螺栓将橡胶条固定在门板上，左、右门板正面沿外边缘一周均装有密封橡胶条，橡胶条在两端均加工成45o，用氯丁橡胶粘接剂(813)粘接，使密封材料分别在左右门板上形成密封环;当合上防爆门时，矿井负压使门板紧贴在门框上，从而形成密闭，防止漏风的产生。

D、临时风门

①每组风门不少于两道，通车风门间距不小于一列车长度，行人风门间距不小于米，4每道风门应能完全敞开，并能自动关闭。

②风门应设在顶帮完好处，风门前后5米内巷道支护良好，无杂物、积水和淤泥，无其它材料、设备堆积。

③风门墙四周要接触严密，见实帮、实底，墙两面要用灰泥满抹平整。

④门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密不漏风(以不透光为准，通车风门底坎除外)，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭，木质风门要错口对缝和穿带，门扇厚度不少于100毫米。

⑤通车风门要设底坎。其余风门下方要设挡风帘，管线孔要堵严。

(Ⅱ)密闭

A、永久密闭

①永久密闭必须用不燃性材料构筑，严密不漏风(手触无感觉，耳听无声音)。

②密闭应设在支护良好，无片帮、冒顶，距全风压巷道的距离不超过3米的地方。密闭前应支护良好，无杂物、积水和淤泥，无其它材料、设备堆积，无瓦斯积聚。

③密闭四周要掏槽，见硬帮硬底，与煤岩接实。密闭墙厚度应根据其高度、地点、选用材实确定，但不应小于0.8米。

④墙面用灰泥满抹或勾缝。墙面平整(1米内凹凸程度不大于10毫米，勾缝除外)，墙面必须灰浆饱满，无裂缝、重缝、空缝。

⑤密闭墙前要设栅栏、警标和检查记录牌，每旬至少检查一次。

B、临时密闭

①密闭应设在支护完好，无片帮、冒顶处，距全风压巷道不得超过3米的地方。

②密闭四周接触严密不漏风。密闭前6米内支护良好，无片帮、冒顶，无积水、淤泥、杂物，无瓦斯积聚。

③密闭墙前要设警标和检查记录牌板并定期检查。

(Ⅲ)调节风窗

①调节风窗的墙体，必须用不燃性材料构筑，其质量标准同永久风门。

②调节风窗应尽量设在墙体的上方，尺寸应按巷道最大需风量设计。确实不能满足时，也可设置在风门门扇及墙体的两侧，但必须能调节风量。

③调节风窗前后5米内支护良好，无片帮、冒顶，无杂物、积水和淤泥。

(Ⅳ)测风站

1、测风站应满足以下技术要求：①建在进回风井口30米以下。②测风站长度4米，测风站必须设在直线巷道中，测风站前后各10～15m范围内巷道无分支、无拐弯、断面无变化，站内不得有障碍。③测风站所在4米巷道应砌墙，抹顶成光滑断面。④特殊情况可以只在巷道两侧各砌1.3米高的墙。⑤测风站两端抹成流线型，以降低阻力。⑥测风站应设置测风记录牌板。

2、测风站应选择在支护良好，前后10米范围内无风流分支、汇合，无巷道拐弯障碍，巷道断面规整无变形的地点，长度不小于10米。

3、测风站位于架棚巷道或其它断面不规整巷道时，巷道应采用木板或其它材料衬壁成固定形状的断面。

4、测风站要全面粉刷，两端抹100毫米宽的标志线。临时测风站必须设置明显的标志。

5、测风站及其前后10米内支护良好，无片帮、冒顶，无杂物、积水和淤泥以及材料堆积。

6、测风站内要用灰泥抹成测风记录牌(长0.7米，宽0.5米)，内容包括巷道名称、断面、风速、风量、空气温度、大气压力、瓦斯、二氧化碳、测定日期、测定人等，测风结果要及时填入测风记录牌中。

【五】、巷道贯通管理

1、在掘进巷道同其它巷道或老空、老巷贯通时，为防止通风、瓦斯、水、火、放炮事故的发生，必须制定专门的安全技术措施，报矿技术负责人批准。

2、掘进巷道贯通前60米，矿安全员必须向安全科和矿技术负责人汇报，并下达贯通通知书，通知相关部门和作业人员。

3、相向掘进的巷道相距60米前，必须停止一个工作面的掘进，撤出人员，并保持正常的通风和瓦斯检查。正常掘进的工作面，每次放炮前，班组长和瓦检员必须共同到停掘的工作面检查通风和瓦斯浓度。当瓦斯浓度超限时，必须先停止掘进面的工作，然后进行处理。只有在两个掘进工作面的瓦斯浓度都在1%以下时，方可放炮。放炮前，两个工作面都必须设置警戒。放炮后，班组长、放炮员、瓦检员必须巡视放炮地点，只有当两个工作面的通风、支护等都正常时，方可进行其它工作。

4、间距小于20米的平行巷道掘进时，必须停止一个工作面。

5、掘进巷道在穿老空前，必须制定穿老空的安全措施。

6、掘进巷道贯通前，安全科应先绘制准确的测量图，随时掌握巷道进度，及时安排进行巷道贯通的通风系统调整工作。对特殊地段，必须坚持“逢掘必探，先探后掘”的原则。

7、被贯通巷道必须保持正常通风，瓦斯浓度必须在1%以下。

8、贯通时，安全员，掘进队负责人必须在现场指挥。贯通后，安全科应立即组织人员调整通风系统。

9、不得在应力集中区和地质构造复杂区贯通。

10、应尽可能减少石门揭穿突出煤层的次数，揭穿突出煤层地点应避开地质构造带。如果条件许可，应尽量将石门布置在被保护区，或先掘出揭煤地点的煤层巷道，然后再与石门贯通。石门与突出煤层中已掘巷道贯通时，被贯通巷道应超过石门贯通位置5m以上、并保持正常通风。

11、突出煤层上山掘进工作面同上部平巷贯通前，上部平巷必须超过贯通位置，其超前距不得小于5m。

12、巷道贯通前，必须保证停掘巷道和贯通的正常通风，每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在0.8%以下时，掘进的工作面方可爆破，每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。

13、巷道贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，瓦检员检查工作面及回风流中的瓦斯浓度都在0.8%以下后，方可恢复作业。

第二节、分源治理瓦斯

分源治理瓦斯是针对瓦斯来源的涌出量与涌出规律的特征采取相应的措施。

矿井瓦斯涌出的区域可分为回采区、掘进区和已采区。瓦斯来源是分源治理的基本依据。要同时测定矿井各回采区、各掘进区回风流中的瓦斯量，得到矿井瓦斯涌出量平衡表及周期性动态。

1、已采区：必须及时封闭，并保证密闭质量，以控制其瓦斯涌出。

已采区瓦斯涌出特点是：随着采止时间的增长，涌出量渐减;地面大气压力变化必然引起矿井井下大气压力的变化，对瓦斯涌出有着密切的关系，其涌出量会随之波动，气压降低时涌出量增大。因此大气压力变动季节，应加强对采空区瓦斯的观测与管理。当老空区涌出量较大时，应进行抽放瓦斯，抽放这种瓦斯方法简易，工程量小，容易奏效。

2、掘进区：涌出的瓦斯主要是煤巷所在煤层本身的瓦斯。

掘进区局部冒顶积存的瓦斯：可在支架顶梁处安设导风板冲淡瓦斯或用充填黄土的方法处理。

掘进瓦斯的涌出治理：可采用湿润煤体与洒水;减少一次爆破量与爆破深度;间歇掘进但不停风;双巷掘进;缩短独头掘进巷道的长度;加强通风，严格通风管理;限制掘进速度等措施。

3、回采区：回采工作面的瓦斯涌出特征与涌出量是回采区治理瓦斯的基础。

回采工作面的瓦斯涌出特性与涌出量是回采工作面治理瓦斯的基础。该矿井回采工作面采用爆破落煤，煤层暴露面最大，放炮时出现瓦斯涌出高峰，峰值可分为两部分：Q1和Q2。

Q1：包括入风携带的瓦斯，煤壁涌出的瓦斯和采空区涌入回采工作面的瓦斯等，这些是与采煤产量无直接关系的涌出。

Q2：与每次放炮的孔深、孔数，爆破区长度，煤的破碎程度及本煤层瓦斯含量有关。这些参数越高，瓦斯涌出量峰值就越大。Q2是与煤产量直接有关的瓦斯涌出。

回采工作面采用U形通风系统，这种系统具有漏风小的优点，但在上隅角附近由于采空区涌出的瓦斯大部分在这里集中，同时在此处风速低，风量不足，容易积存瓦斯而超限。处理措施：采用采空区留管抽放方法进行瓦斯抽放，将高浓度瓦斯通过抽放管抽到地面排放;在工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障，迫使一部分风流流经上隅角，将积存瓦斯冲淡、排出。

顶板附近瓦斯层状集聚处理：若回采工作面风速未能保证设计风速而小于1m/s，则容易使瓦斯浮于巷道顶板附近，形成一个比较稳定的带状瓦斯层，这即是瓦斯的层状集聚。处理办法是保证回采工作面的设计风速，使瓦斯与风流能充分地紊流混合，冲淡及排出。

(6)井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度每天至少检查1次。

(11)在生产过程中，要组织专职人员及时封闭废弃的盲巷及采空区，对暂不利用巷道应封闭或挂危险牌，加强这些地方的瓦斯监测，防止瓦斯聚集。对回风顺槽中聚集的煤尘应组织专人按期清扫，消除瓦斯煤尘爆炸隐患。

第三节、严格瓦斯检查制度

1、矿井必须建立严格的瓦斯及其他有害气体的检查制度，井下有毒有害气体与人体中毒的关系详见本章第一节表3—1—2至表3—1—6。

2、瓦斯检查员必须经三级以上资质煤矿安全培训机构培训，持有其颁发的任职资格证书。瓦斯检查员的配备：瓦斯检查员具备初中以上文化程度，在采掘岗位工作两年以上，并经培训考试合格的人员担任，上岗后还应定期进行轮训和考核。瓦检队伍要保持相对稳定，不合格的要及时调整，瓦检员的调整必须通过矿长同意。瓦检员的数量必须满足矿井安全生产和现场管理的需要。每个回采及掘进工作面每班至少配备瓦斯检查员、安全员、放炮员、质量监督员各一名。本矿配备瓦斯检查员16人(每班4人)，光学甲烷检测仪20台。

3、矿井总回风巷或一翼回风巷瓦斯或二氧化碳浓度不得超过0.70%;采区回风顺槽、采掘工作面回风顺槽风流中瓦斯浓度不得超过0.8%，二氧化碳浓度不得超过1.5%。

4、矿井有害气体最高允许浓度见下表。

5、矿井必须建立安全仪表计量检查制度。建立矿井安全监测监控系统。

6、建立完备的瓦斯和其他气体检查制度。矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工、安全监测工、抽水工、密闭工、钻探工等特作岗位工种人员下井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪或数字式瓦斯检测报警矿灯。瓦斯检查工必须携带光学甲烷检测仪和便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查员为特种作业人员，应持有特种作业人员证方能上岗作业。

7、采煤工作面、掘进工作面必须配备专职瓦斯检查员经常检查瓦斯各作业地点每班至少检查三次，其它用风地点每班至少检查一次，本班无人作业的地点每班至少检查一次，密闭前每周至少检查一次。;水泵房、煤仓上下口、其他巷道的瓦斯每班至少检查1次;井下停风地点的密闭、栅栏外风流中的瓦斯浓度每天至少检查1次，挡风墙外的瓦斯浓度每周至少检查1次。

8、瓦斯检查人员执行瓦斯巡回检查制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》(2010版)有关条文规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。通风值班人员必须审阅瓦斯班报，掌握瓦斯变化情况，发现问题及时处理，并向矿调度室汇报。通风瓦斯日报必须送矿长、矿技术负责人审查并签字。瓦斯手册、瓦斯牌板、瓦斯台账必须三对口。

9、突出危险工作面(包括采掘工作面)必须配备专职瓦斯检查员，跟班经常检查瓦斯并密切观测煤与瓦斯突出预兆，监督检查采掘工作面的防突措施落实情况，当发现有突出预兆时，瓦斯检查员必须停止作业、撤出人员，并安设甲烷断电仪。

10、采、掘工作面当班班长必须携带便携式甲烷检测报警仪，在采煤工作面回风上隅角或掘进迎头不大于5m处悬挂便携式甲烷检测报警仪，一旦出现瓦斯涌出现象，立即停止作业、撤出人员、切断电源，向矿领导汇报，制定专门措施处理。

第四节、控制和消除引爆火源措施

防止瓦斯引燃的原则，是对一切非生产必须的热源，要坚决禁绝。生产中可能产生的热源，必须严格管理和控制，防止它的发生或限制其引燃瓦斯的能力。为此，矿井应从以下几种火源的来源采取措施：

一、井下爆破防止引燃瓦斯措施

1、井下每个爆破作业点的爆破工作必须由一名专职放炮员担任，爆破工必须是经安监部门培训考试合格后持证上岗，使用专用发爆器，爆破母线采用绝缘好的双线并独立悬挂且距电缆0.5米以上，严禁与其它动力、通信电缆接触，不允许有破口或明接头。

2、采掘工作面或其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼;爆破地点附近20m以内的风流瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。

3、井下放炮：放炮必须遵守井下爆破的有关内容的规定。

1)采、掘工作面都必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药和煤矿许用雷管。使用煤矿许用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。

2)采、掘工作面应采用毫秒爆破。在掘进工作面必须全断面起爆，在采煤工作面，严禁使用两台放炮器同时进行放炮。

3)炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分，应用粘土炮泥封实。

4)炮眼封泥严禁用煤粉，块状材料或其他可燃性材料，无炮泥或不实的炮眼，严禁放炮。

5)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，不准装药放炮。

6)放炮母线、连接线和电雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。严禁使用固定放炮母线。

7)在放炮地点20m内，有矿车、未清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。

8)处理瞎炮(包括残炮)必须在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。

9)放炮时，应采用正向起爆。

10)放炮必须严格执行“一炮三检查”(装药前、放炮前、放炮后)和“三人连锁”(放炮员、班组长、瓦检员)制度，严禁采用糊炮、明火放炮和一次装药多次放炮。

11)炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：

1炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破;在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥。

2炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。

3炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。

4炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。

5光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。

6工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。

12)严格执行《规程》中关于爆破材料和井下放炮的各条规定，且按煤与瓦斯突出矿井等级选用煤矿许用的炸药和雷管。

4、采用远距离爆破，启爆地点必须设在进风侧反向风门之外的全风压通风的新鲜风流中或避难硐室内，启爆地点距离工作面不得小于300m，并设有直通矿调度室的电话。

二、防治煤炭自燃措施

(一)开拓开采方面的措施

本矿开拓巷道采用砌碹或锚网喷支护，回采和掘进巷道采用锚网喷支护，地质条件变化地点采用工字钢梯形棚支护。矿井采用倾斜长壁后退式开采，全部垮落法管理顶板。

矿井开采时，要注意观察，加强自燃征兆的早期识别工作。采煤方法对自燃发火的影响主要表现在煤炭回收率的高低、回采时间的长短上。矿采用倾斜长壁后退式采煤法，回采率高，巷道布置属中等类型。顶板管理采用全部垮落法，人工攉煤，清扫浮煤，尽量使工作面回采率提高，采煤工作面回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。综合防治，有很高的防火安全性。

合理的采煤方法能够提高矿井先天的抗自燃发火能力，多年来的实践表明，降低煤炭自燃发火的可能性要从以下几个方面着手：

1)少丢煤;

2)控制矿山压力，减少煤柱破裂;

3)合理布置采区;

4)回采时应尽量避免过分破碎煤体;

5)加快工作面的回采速度，使采空区热源难于形成;

6)及时密闭已采区和废弃的旧巷;

7)注意选择回采方向，不使采区回风顺槽过分受压或长时间维护在煤柱里。

(二)通风方面的措施

通风因素的影响主要表现在采空区，煤柱和煤壁裂隙漏风，漏风就是向这些地点供氧，促进煤的氧化自燃。采空区面积大，漏风量相当大，但风速低，散热作用差，在工作面的两巷(回采工作面的运输顺槽和回风顺槽)一线(停采线)，过断层地带，煤层变薄跳面的地方有大量的浮煤堆积，最易发生自燃。所以每一回采工作面回采完毕必须立即进行封闭，以减少浮煤堆积地点的漏风量，防止自燃。良好的通风系统可以在很大程度上控制自然火灾的发生。为防止煤层自燃，在通风方面采取如下措施：

1、井在开采过程中，工作面采用“U”型通风方式，一进一回。新风和乏风均不通过采空区，漏风少;

2、调节风门、风门应设置在围岩坚固、地压稳定的地点，还应避免引起采空区或煤柱裂隙漏风量的增大;

3、采取措施，降低采区进回风顺槽之间两端的负压差，以减少漏风;

4、风门、调节风门之间的距离留有较大的余地;

5、设置双向风门，矿井可实现反风，以防火灾事故扩大;

6、实现风门闭锁，使一组风门不能同时敞开，确保风流稳定。

(三)检测监控方面的措施

在风井、采煤工作面回风顺槽、掘进工作面回风巷、采空区密闭等地点设计温度、OC传感器。

四、电气防爆措施

1、机电设备入井前必须由机电矿长组织检验其“产品检验合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”是否齐全，并检验其安全性能，合格后，方准入井安装使用。大修后的设备入井前必须经其检查合格后方可入井。

2、井上、下装设防雷电装置;井下不得带电检修搬迁电气设备、电缆和电线;电气设备实行挂牌管理，电缆悬挂必须符合规定，井下机电设备硐室防火设施必须齐全，并有机电设备运行记录。

3、井下供电应做到“两全”、“三坚持”、“三无”、“四有”、“两全”，

①防护装置全，绝缘用具全。

② “三坚持”坚持使用检漏继电器，坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护装置，坚持使用瓦斯电、风电闭锁。

③ “三无”无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头。

4“四有”有过流和漏电保护装置，有螺钉和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地保护装置。

4、井下电气设备、仪器、仪表、电缆、照明灯具等的选择要求

1)煤(岩)与瓦斯突出矿井的井底车场的主泵房内，可使用矿用增安型电动机;

2)允许使用经安全检测鉴定，并取得煤矿矿用产品安全标志的矿灯。

3)普通型携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度1.0%以下的地点使用，并实时监测使用环境瓦斯浓度。

4)煤矿安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。

防爆型煤矿安全监控设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号。

5)爆破母线必须采用专用电缆，并尽可能减少接头，有条件的可采用遥控发爆器。

6)井下照明线必须使用阻燃电缆，电压不得超过127V。

5、电气设备防爆当班电工每班检查一次，机电队每天检查一次，杜绝失爆现象。停电的电气设备每次启动前都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度在0.5%以下时才能启动电机。

6、停风、停电的工作面，未经排放检查瓦斯，严禁送风送电。

7、有故障的供电线路，不准强行送电。严禁带电检修和移动电气设备。

8、电气设备的保护装置失灵后，不准送电

五、防止撞击产生火花的措施

1、防止机械摩擦火花和冲击火花的产生，采取安设过热保护装置，使用难引火性合金工具(如使用铵铜合金工具等)等措施。

2、高分子聚合材料制品，如风筒、运输胶带等，容易因摩擦而积聚静电，当其静电放电时，可能引燃瓦斯、煤尘或发生火灾。因此井下应采用无静电、难燃的聚合材料制品，其内、外两层表面电阻都必须不大于3×108Ω，并应在使用过程中保持此值。

3、采掘工作面或其他作业地点风流中，电动机或其他开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.50%时，必须停止工作、切断电源，撤出人员，进行处理。

4、矿灯的管理和使用要遵守下列规定：

1)矿井完好的矿灯总数，至少应比经常用灯的总人数多10%。

2)矿灯集中统一管理。每盏矿灯必须编号，经常使用矿灯的人员必须专人专灯。

3)矿灯应保持完好。如有电池漏液、亮度不够、电线破损、灯锁不良、灯头密封不严、灯头松动、玻璃破裂等情况时，严禁发放。发出的矿灯，最低应能连续正常使用11h。严禁使用假冒伪劣矿灯。

4)严禁使用矿灯人员拆开、敲打、撞击矿灯。人员出井后，必须立即将矿灯交还矿灯房。

5)在每次换班2h内，灯房人员必须把没有还矿灯人员的名单报矿调度室。

6)矿灯必须装有可靠的短路保护装置，并装有短路保护器。

六、防止产生引燃瓦斯爆炸的明火火源措施

1、严格执行入井人员检身制度;

2、严禁携带烟草和点火物品下井;严禁穿着化纤衣服;严禁进行电焊、气焊和喷灯焊接工作，井下需要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，应严格遵守《煤矿安全规程》有关规定并制定电焊、气焊和喷灯焊接的安全技术措施。

3、井口房及通风机房周围20m内禁止使用明火。井下严格禁止使用灯泡取暖和使用电炉。矿灯应完好，否则不得发出矿灯。应爱护矿灯，严禁在井下拆开、敲打、撞击矿灯。

4、井下严禁存放汽油、煤油和变压器油等易然易爆物品。

七、防止地面雷电波及井下措施

井上、下必须装设防雷电装置，并遵守下列规定：

1、经由地面架空线路引入井下的供电线路和电机车架线，必须在入井处装设防雷电装置。

2、由地面直接入井的轨道及露天架空引入(出)的管路，必须设置绝缘装置，必须在井口附近将金属体进行不少于2处的良好的集中接地。

3、通信线路必须在入井处装设熔断器和防雷电装置。

第五节 瓦斯、煤尘爆炸隔爆措施

隔爆措施是防止爆炸扩大为全矿性灾难的采取的措施，使灾害损失减至最小。开采有煤尘爆炸危险煤层的矿井，隔绝煤尘爆炸传播可采用喷雾洒水、撒布岩粉、隔爆水棚(水棚、岩粉棚)等措施。

矿井在发生瓦斯爆炸时，其煤尘有相互作用状态，故其隔爆设施主要用于缩小瓦斯、煤尘爆炸影响范围，减少爆炸损失。为防止瓦斯、煤尘爆炸灾害范围扩大，主要在煤层掘进巷道、采煤工作面巷道设置隔爆水棚。生产期间，必须加强管理，经常检查和更换破损的水棚，补给水量，保证其有效性。

采用喷雾洒水和设置隔爆水棚的措施。同时，由于瓦斯和煤尘爆炸时，存在相互作用的状况，故两种爆炸的隔爆均可采用隔爆水棚。本矿煤尘无爆炸性。

一、防止灾害扩大的措施

1、矿井主要通风机安设反风装置，井下各通风构筑物均按反风要求设置，满足井下灾害发生时全矿井及局部反风需要，减少灾害损失。

2、主要通风机出风井口安装防爆门，防止爆炸事故发生后主要通风机损坏，影响全矿井通风。

3、加强职工安全教育，下井人员必须配备隔离式自救器，熟悉闭灾路线。

4、设置隔爆水棚或岩粉棚、水幕，阻止爆炸时火焰传播，同时在巷道中撒布岩粉，撒布岩粉巷道长度不得小于100m。

5、各工作面必须采用独立通风，不得串联通风。

6、不使用的废弃巷道必须及时封闭。

7、编制矿井灾害预防和瓦斯爆炸事故处理计划，预防灾害的发生。

8、采用水袋棚、自动抑爆装置作为隔爆设施，以防止瓦斯爆炸由局部扩大为全矿性的灾难。生产期间必须加强管理，经常检查和更换破损水棚袋、补给水量，保证其有效性。

9、风井井口设置防爆门，防止爆炸产生的冲击波摧毁主要通风机，从而造成救灾和恢复生产的困难。

10、主扇有反风装置，能在10min内改变风流方向。

二、隔爆措施

隔绝瓦斯、煤尘爆炸传播可采用喷雾洒水、撒布岩粉、隔爆水棚(水棚、岩粉棚)等措施。本矿设置被动式隔爆水棚，集中布置在巷道内。根据本矿情况，在皮带下山巷、轨道下山巷、回风下巷、回风大巷、南运输大巷、2302采面进、回风巷、2303运输顺槽、2303回风顺槽设置辅助隔爆棚。隔爆水棚的设置见防尘供水管路系统图。

(一) 防尘降尘措施

1、通风方面：合理的通风系统，适中的风速。通风既能将涌出的瓦斯稀释排走，又能及时地将空气中的浮尘带走，但需同时保证不会将落尘重新扬起。

2、防尘洒水方面：在井下各主要产尘点，设置风流净化水幕、洒水装置、洒水管路等，使煤尘湿润，减少煤尘的飞扬，降低风流中煤尘浓度。

3、除尘方面：在掘进工作面采用湿式除尘设备，减少煤尘的产生。

4、检测方面：本设计为矿井配备了适当的粉尘检测设备，应加强对粉尘浓度的检测和采样，一旦发现空气风流中粉尘浓度高时，必须采取相应的降尘措施。

(二)对于井巷中积聚的煤尘的防爆措施

1、经常清扫巷道中积聚的煤尘，尽量勿使煤尘飞扬蔓延，防止沉积的煤尘参与爆炸。

2、对煤尘沉积强度较大的巷道，采取水冲洗的方法、冲洗周期应根据煤尘的沉积强度及煤尘爆炸下限浓度确定，在距离尘源30m的范围内，沉积强度大的地点，应每班或煤日冲洗一次;距离尘源点较远或沉积强度小的巷道，可几天或一天冲洗一次;运输大巷可半月或一个月冲洗一次;工作面巷道必须定期清扫或冲洗煤尘，并清除堆积的浮煤，清扫或具体冲洗周期由总工程师决定。

3、巷壁刷浆，用石灰水或水泥石灰水喷洒在巷道周壁，使煤尘固结起来不能飞扬到空气中参与爆炸，巷壁刷浆后，还能改善井下环境，并有利于冲洗煤尘。刷浆用石灰水为生石灰与水按1：1.5(体积比)配制，或以水泥：石灰：水=1：2：10(体积比)配制成水泥石灰水。刷浆工作一般每半年进行一次。

4、经常对巷道中积聚的煤尘进行清扫，对易产生煤尘的巷道进行洒水及喷雾降尘。

5、对转载点等易产生煤尘处实行洒水喷雾降尘及集尘器捕捉两种方式降尘。

6、对浮游煤尘主要采取喷雾降尘加人工清理的方式。

7、在所有巷道均铺设消防洒水管路，经常检查巷道煤尘积聚情况，冲洗巷道，防止煤尘积聚。

第六节 安全监控系统

安装KJ95N型煤矿综合监控系统，井下采掘工作面，水仓、变电所及硐室等地点都设置可种检测探头，对瓦斯、温度、CO等进行检测，瓦斯抽放参数的监测监控系统也在安装完善当中，尽量利用高科技技术手段管理监控瓦斯危害情况，杜绝瓦斯事故的发生。

第七节 瓦斯抽放治理方案

1、地面瓦斯抽放泵房设备;

矿井建立了地面永久的高低负压瓦斯抽放系统。高负压抽放为2BEA-353水还式真空泵两台，极限压力3300帕，转速：415转/分，最大抽速58m³/mim，功率为90kw;低负压抽放为2BEA-353水还式真空泵两台，极限压力3300帕，转速：415转/分，最大抽速58m³/mim，功率为90kw;极限压力3300帕，转速：415转/分，最大抽速58m³/mim，功率为90kw;

2、瓦斯抽放管路

高、低抽放主管从总回风斜井铺设了φ250mm的PE抽放管道各为410m长，共830米，分干支管为φ200mm高低抽放管趟3452米，支管分干支管为φ100~150mm高低抽放管趟910m。

3、抽放方法

1)2302、2303、2305回采工作面是采用本煤层预抽瓦斯，利用运输巷沿煤层布置高负压瓦斯抽放系统预抽消突。

2)利用低负压瓦斯抽放系统抽放采空区瓦斯。工作面开采期间，利用回风巷埋管抽放采空区瓦斯;工作面回采完毕密闭后，插管路抽放采空区瓦斯;

3)巷道掘进前利用高负压瓦斯抽放系统进行先抽后掘瓦斯抽放，瓦斯抽放达标后，方可进行掘进作业。

第八节 防治煤与瓦斯突出方案

一、区域突出措施

【一】、区域突出危险性预测

(一)区域性综合防突措施基本程序和要求

1、按突出矿井管理就应当对煤层进行区域突出危险性预测(以下简称区域预测)。经区域预测后，突出煤层划分为突出危险区和无突出危险区。未进行区域预测的区域视为突出危险区。

区域预测分为新水平、新采区开拓前的区域预测(以下简称开拓前区域预测)和新采区开拓完成后的区域预测(以下简称开拓后区域预测)。

2、突出煤层区域预测的范围根据矿井的开拓方式、巷道布置等情况划定。

3、新水平、新采区开拓前，当预测区域的煤层缺少或者没有井下实测瓦斯参数时，依据地质勘探资料、上水平及邻近区域的实测和生产资料等进行开拓前区域预测。

开拓前区域预测结果仅用于指导新水平、新采区的设计和新水平、新采区开拓工程的揭煤作业。

4、 开拓后区域预测依据预测区域煤层瓦斯的井下实测资料，并结合地质勘探资料、上水平及邻近区域的实测和生产资料等进行。

开拓后区域预测结果用于指导工作面的设计和采掘生产作业。

5、 对已确切掌握煤层突出危险区域的分布规律，并有可靠的预测资料的，区域预测工作由矿技术负责人组织实施;否则，应当委托有煤与瓦斯突出危险性鉴定资质的单位进行区域预测。

区域预测结果由煤矿企业技术负责人批准确认。

6、 经评估为有突出危险煤层的新建矿井建井期间，以及突出煤层经开拓前区域预测为突出危险区的新水平、新采区开拓过程中的所有揭煤作业，必须采取区域综合防突措施并达到要求指标。

经开拓前区域预测为无突出危险区的煤层进行新水平、新采区开拓、准备过程中的所有揭煤作业应当采取局部综合防突措施。

7、经开拓后区域预测为突出危险区的煤层，必须采取区域防突措施并进行区域措施效果检验。经效果检验仍为突出危险区的，必须继续进行或者补充实施区域防突措施。

经开拓后区域预测或者经区域措施效果检验后为无突出危险区的煤层进行揭煤和采掘作业时，必须采用工作面预测方法进行区域验证。

所有区域防突措施均由煤矿企业技术负责人批准。

8、 区域防突措施：优先采用开采保护层

矿井首次开采保护层时，应当对被保护层进行区域措施效果检验及保护范围的实际考察。如果被保护层的最大膨胀变形量大于3‰，则检验和考察结果可适用于其他区域的同一保护层和被保护层;否则，应当对每个预计的被保护区域进行区域措施效果检验。此外，若保护层与被保护层的层间距离、岩性及保护层开采厚度等发生了较大变化时，应当再次进行效果检验和保护范围考察。

保护效果检验、保护范围的考察结果报煤矿企业技术负责人批准。

9、 突出危险区的煤层不具备开采保护层条件的，必须采用预抽煤层瓦斯区域防突措施并进行区域措施效果检验。

预抽煤层瓦斯区域措施效果检验结果应当经矿技术负责人批准。

(二)区域突出危险性预测基本原则

1、 区域预测要根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的方法进行，也可以采用其他经试验证实有效的方法。

根据煤层瓦斯压力或者瓦斯含量进行区域预测的临界值由具有突出危险性鉴定资质的单位进行试验考察。在试验前和应用前由煤矿企业技术负责人批准。

区域预测新方法的研究试验应当由具有突出危险性鉴定资质的单位进行，并在试验前由煤矿企业技术负责人批准。

2、 根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的区域预测方法按照下列要求进行：

① 煤层瓦斯风化带为无突出危险区域;

② 根据已开采区域确切掌握的煤层赋存特征、地质构造条件、突出分布的规律和对预测区域煤层地质构造的探测、预测结果，采用瓦斯地质分析的方法划分出突出危险区域。当突出点及具有明显突出预兆的位置分布与构造带有直接关系时,则根据上部区域突出点及具有明显突出预兆的位置分布与地质构造的关系确定构造线两侧突出危险区边缘到构造线的最远距离,并结合下部区域的地质构造分布划分出下部区域构造线两侧的突出危险区;否则,在同一地质单元内,突出点及具有明显突出预兆的位置以上20m(埋深)及以下的范围为突出危险区(如下图);

④ 采用上述第③项进行开拓后区域预测时，还应当符合下列要求：　　　A、预测所主要依据的煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数应为井下实测数据；　　　B、测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数的测试点在不同地质单元内根据其范围、地质复杂程度等实际情况和条件分别布置；同一地质单元内沿煤层走向布置测试点不少于2个，沿倾向不少于3个，并有测试点位于埋深最大的开拓工程部位。　　　【二】、区域性防突措施　　　我矿区域防突措施采用开采层预抽本煤层瓦斯，回采工作面在运输、回风巷沿23M煤顺层布置抽放钻孔，每孔按23煤缓倾斜平均倾角5º布置，抽放半径为1.5米，孔间距为3米，孔深度按工作面倾斜长度而定，采面运输巷孔深一般为60～80米，回风巷一般为30～50米，运输、回风巷钻孔每间隔30米设置一个检验点，高负压抽采，回采过程中在采面上隅角和采空区设置低负压抽采瓦斯，采面做到预抽消突，先抽后采。　　　掘进巷道采用开采层超前迎头本煤层卸压抽放瓦斯，在掘进巷道两边迈步设计钻场，巷道同侧钻场间距40米，异侧间距20米，每一钻场布置3～5个钻孔，孔深不得少于60米，钻孔抽放控制在巷道两帮15米内，抽放孔永远保持与迎头20米超前距离。

【三】、区域防突措施效果检验

1、采用预抽煤层瓦斯区域防突措施时，应当以预抽区域的煤层残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量为主要指标或其他经试验证实有效的指标和方法进行措施效果检验。其中，在采用残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量指标对穿层钻孔、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施和穿层钻孔预抽石门(含立、斜井等)揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，必须依据实际的直接测定值，其他方式的预抽煤层瓦斯区域防突措施可采用直接测定值或根据预抽前的瓦斯含量及抽、排瓦斯量等参数间接计算的残余瓦斯含量值。

2、对穿层钻孔预抽石门(含立、斜井等)揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施也可以参照的方法采用钻屑瓦斯解吸指标进行措施效果检验。

检验期间还应当观察、记录在煤层中进行钻孔等作业时发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆。

3、 对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，应当根据经试验考察确定的临界值进行评判。在确定前可以按照如下指标进行评判：可采用残余瓦斯压力指标进行检验，如果没有或者缺少残余瓦斯压力资料，也可根据残余瓦斯含量进行检验，并且煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa或残余瓦斯含量小于8m3/t的预抽区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效;也可以采用钻屑瓦斯解吸指标对穿层钻孔预抽石门(含立、斜井等)揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验，如果所有实测的指标值均小于表4的临界值则为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效。

但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。

当采用煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量的直接测定值进行检验时，若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突效果无效时，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。

4、对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，均应当首先分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求，不符合设计要求的，不予检验。

5、 采用直接测定煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量等参数进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应当符合下列要求：

① 对穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施进行检验时若区段宽度(两侧回采巷道间距加回采巷道外侧控制范围)未超过120m，以及对预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时若回采工作面长度未超过120m，则沿回采工作面推进方向每间隔30～50m至少布置1个检验测试点;若预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的区段宽度或预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的回采工作面长度大于120m时，则在回采工作面推进方向每间隔30～50m，至少沿工作面方向布置2个检验测试点。

当预抽区段煤层瓦斯的钻孔在回采区域和煤巷条带的布置方式或参数不同时，按照预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施和穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的检验要求分别进行检验;

② 对穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔30～50m至少布置1个检验测试点;

③ 对穿层钻孔预抽石门(含斜井等)揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，至少布置4个检验测试点，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个检验测试点位于要求预抽区域内距边缘不大于2m的范围;

④ 对顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔20～30m至少布置1个检验测试点，且每个检验区域不得少于3个检验测试点;

⑤ 各检验测试点应布置于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能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检验测试点。

6、 采用间接计算的残余瓦斯含量进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应当符合下列要求：

① 当预抽区域内钻孔的间距和预抽时间差别较大时，根据孔间距和预抽时间划分评价单元分别计算检验指标;

② 若预抽钻孔控制边缘外侧为未采动煤体，在计算检验指标时根据不同煤层的透气性及钻孔在不同预抽时间的影响范围等情况，在钻孔控制范围边缘外适当扩大评价计算区域的煤层范围。但检验结果仅适用于预抽钻孔控制范围。

【四】、区域验证

1、 在石门揭煤工作面对无突出危险区进行的区域验证，采用(工作面突出危险性预测中第3项)所列的石门揭煤工作面突出危险性预测方法进行。

在煤巷掘进工作面和回采工作面分别采用(工作面突出危险性预测中第6项、第10项)所列的工作面预测方法对无突出危险区进行区域验证时，按照下列要求进行：

① 在工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证;

② 工作面每推进10～50m(在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时宜取小值)至少进行两次区域验证;

③ 在构造破坏带连续进行区域验证;

④ 在煤巷掘进工作面还应当至少打1个超前距不小于10m的超前钻孔或者采取超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆。

2、当区域验证为无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行采掘作业。但若为采掘工作面在该区域进行的首次区域验证时，采掘前还应保留足够的突出预测超前距。

只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆，则该区域以后的采掘作业均应当执行局部综合防突措施。

二 局部防突出措施

【一】、局部综合防突措施基本程序和要求

1、 工作面突出危险性预测(以下简称工作面预测)是预测工作面煤体的突出危险性，包括石门、斜井揭煤工作面、煤巷掘进工作面和采煤工作面的突出危险性预测等。工作面预测在工作面推进过程中进行。

采掘工作面经工作面预测后划分为突出危险工作面和无突出危险工作面。

未进行工作面预测的采掘工作面，应当视为突出危险工作面。

2、 突出危险工作面必须采取工作面防突措施，并进行措施效果检验。经检验证实措施有效后，即判定为无突出危险工作面;当措施无效时，仍为突出危险工作面，必须采取补充防突措施，并再次进行措施效果检验，直到措施有效。

无突出危险工作面必须在采取安全防护措施并保留足够的突出预测超前距或防突措施超前距的条件下进行采掘作业。

煤巷掘进和回采工作面应保留的最小预测超前距均为2m。

工作面应保留的最小防突措施超前距为：煤巷掘进工作面5m，回采工作面3m;在地质构造破坏严重地带应适当增加超前距，但煤巷掘进工作面不小于7m，回采工作面不小于5m。

每次工作面防突措施施工完成后，绘制工作面防突措施竣工图。

3、 石门、斜井揭穿突出煤层前，必须准确控制煤层层位，掌握煤层的赋存位置、形态。

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。

在地质构造复杂、岩石破碎的区域，揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距离20m之前必须布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况。

4、 石门、斜井工作面从距突出煤层底(顶)板的最小法向距离5m开始到穿过煤层进入顶(底)板2m(最小法向距离)的过程均属于揭煤作业。揭煤作业前应编制揭煤的专项防突设计，报矿技术负责人批准。

揭煤作业由矿钻探队施工，并按照下列作业程序进行：

① 探明揭煤工作面和煤层的相对位置;

② 在与煤层保持适当距离的位置进行工作面预测(或区域验证);

③ 工作面预测(或区域验证)有突出危险时，采取工作面防突措施;

④ 实施工作面措施效果检验;

⑤ 掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，采用工作面预测或措施效果检验的方法进行最后验证;

⑥ 采取安全防护措施并用远距离爆破揭开或穿过煤层;

⑦ 在岩石巷道与煤层连接处加强支护。

5、石门、斜井揭煤工作面的突出危险性预测必须在距突出煤层最小法向距离5m(地质构造复杂、岩石破碎的区域，应适当加大法向距离)前进行。

在经工作面预测或措施效果检验为无突出危险工作面时，可掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，再采用工作面预测的方法进行最后验证。若经验证仍为无突出危险工作面时，则在采取安全防护措施的条件下采用远距离爆破揭穿煤层;否则，必须采取或补充工作面防突措施。

当工作面预测或措施效果检验为突出危险工作面时，必须采取或补充工作面防突措施，直到经措施效果检验为无突出危险工作面。

6、 石门、斜井工作面从掘进至距突出煤层的最小法向距离5m开始，必须采用物探或钻探手段边探边掘，保证工作面到煤层的最小法向距离不小于远距离爆破揭开突出煤层前要求的最小距离。

采用远距离爆破揭开突出煤层时，要求石门、斜井揭煤工作面与煤层间的最小法向距离是：1.5m。如果岩石松软、破碎，还应适当增加法向距离。

7、 在揭煤工作面用远距离爆破揭开突出煤层后，若未能一次揭穿至煤层顶(底)板，则仍应当按照远距离爆破的要求执行，直至完成揭煤作业全过程。

8、 当石门、斜井揭穿厚度小于0.3m的突出煤层时，可直接用远距离爆破方式揭穿煤层。

9、 突出煤层的每个煤巷掘进工作面和采煤工作面都应当编制工作面专项防突设计，报矿技术负责人批准。实施过程中当煤层赋存条件变化较大或巷道设计发生变化时，还应当作出补充或修改设计。

10、 在实施局部综合防突措施的煤巷掘进工作面和回采工作面，若预测指标为无突出危险，则只有当上一循环的预测指标也是无突出危险时，方可确定为无突出危险工作面，并在采取安全防护措施、保留足够的预测超前距的条件下进行采掘作业;否则，仍要执行一次工作面防突措施和措施效果检验。

【二】、局部突出危险性预测

采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体至少施工3个、直径42mm、孔深8～10m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。

钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4m处。

钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。

煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表的临界值确定工作面的突出危险性。

钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值表

【三】、局部防突措施

1、工作面防突措施是针对经工作面预测尚有突出危险的局部煤层实施的防突措施。其有效作用范围一般仅限于当前工作面周围的较小区域。

2、 石门、斜井揭穿突出煤层的专项防突设计包括下列主要内容：

① 石门、斜井揭煤区域煤层、瓦斯、地质构造及巷道布置的基本情况;

② 建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施;

③ 控制突出煤层层位、准确确定安全岩柱厚度的措施，测定煤层瓦斯压力的钻孔等工程布置、实施方案;

④ 揭煤工作面突出危险性预测及防突措施效果检验的方法、指标，预测及检验钻孔布置等;

⑤ 工作面防突措施;

⑥ 安全防护措施及组织管理措施;

⑦ 加强过煤层段巷道的支护及其他措施。

3、 石门揭煤工作面的防突措施包括预抽瓦斯、排放钻孔或其他经试验证明有效的措施。

斜井揭煤工作面的防突措施应当参考石门揭煤工作面防突措施进行。

对所实施的防突措施都必须进行实际考察，得出符合本矿井实际条件的有关参数。

根据工作面岩层情况，实施工作面防突措施时要求揭煤工作面与突出煤层间的最小法向距离为：预抽瓦斯、排放钻孔均为5m。当井巷断面较大、岩石破碎程度较高时，还应适当加大距离。

4、在石门揭煤工作面采用预抽瓦斯、排放钻孔防突措施时，钻孔直径一般为75～120mm。石门揭煤工作面钻孔的控制范围是：石门的两侧和上部轮廓线外至少5m，下部至少3m。钻孔的孔底间距应根据实际考察情况确定。

揭煤工作面施工的钻孔应当尽可能穿透煤层全厚。当不能一次打穿煤层全厚时，可分段施工，但第一次实施的钻孔穿煤长度不得小于15m，且进入煤层掘进时，必须至少留有5m的超前距离(掘进到煤层顶或底板时不在此限)。

预抽瓦斯和排放钻孔在揭穿煤层之前应当保持自然排放或抽采状态。石门揭煤的前探钻孔和测压钻孔布置详见图5。

图6 石门揭煤工作面排放钻孔布置图

P—测压钻孔;1～28—排放钻孔

5、 煤巷掘进和采煤工作面的专项防突设计应当至少包括下列内容：

① 煤层、瓦斯、地质构造及邻近区域巷道布置的基本情况;

② 建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施;

③ 工作面突出危险性预测及防突措施效果检验的方法、指标以及预测、效果检验钻孔布置等;

④ 防突措施的选取及施工设计;

⑤ 安全防护措施;

⑥ 组织管理措施。

矿井各煤层采用的煤巷掘进工作面和采煤工作面各种局部防突措施的效果和参数等都要经实际考察确定。

6、 有突出危险的煤巷掘进工作面应当优先选用超前钻孔(包括超前预抽瓦斯钻孔、超前排放钻孔)防突措施。如果采用松动爆破或其他工作面防突措施时，必须经试验考察确认防突效果有效后方可使用。前探支架措施应当配合其他措施一起使用。

下山掘进时，不得选用水力冲孔、水力疏松措施。倾角8°以上的上山掘进工作面不得选用松动爆破、水力冲孔、水力疏松措施。

7、 煤巷掘进工作面在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施设计要求实施时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用直径为42～75mm的钻孔排放瓦斯。

若突出煤层煤巷掘进工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层，应按石门揭煤的措施执行。

8、煤巷掘进工作面采用超前钻孔作为工作面防突措施时，应当符合下列要求：

① 巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围：近水平、缓倾斜煤层5m，倾斜、急倾斜煤层上帮7m、下帮3m。当煤层厚度大于巷道高度时，在垂直煤层方向上的巷道上部煤层控制范围不小于7m，巷道下部煤层控制范围不小于3m;

② 钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。预抽钻孔或超前排放钻孔的孔数、孔底间距等应当根据钻孔的有效抽放或排放半径确定;

③ 钻孔直径应当根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定，一般为75～120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径42～75mm的钻孔。若钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施;

④ 煤层赋存状态发生变化时，及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数;

⑤ 钻孔施工前，加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面煤壁。

9、 煤巷掘进工作面采用松动爆破防突措施时，应当符合下列要求：

① 松动爆破钻孔的孔径一般为42mm，孔深不得小于8m。松动爆破应至少控制到巷道轮廓线外3m的范围。孔数根据松动爆破的有效影响半径确定。松动爆破的有效影响半径通过实测确定;

② 松动爆破孔的装药长度为孔长减去5.5～6m;

③ 松动爆破按远距离爆破的要求执行。

10、 前探支架可用于松软煤层的平巷工作面。一般是向工作面前方打钻孔，孔内插入钢管或钢轨，其长度可按两次掘进循环的长度再加0.5m，每掘进一次打一排钻孔，形成两排钻孔交替前进，钻孔间距为0.2～0.3m。

11、 煤巷掘进工作面防治突出措施

设计结合本煤矿生产实际情况，采用施工顺层钻孔预抽煤层瓦斯作为区域性防突措施。煤层掘进时，经效果检验无突出危险时，可不采取措施，当未消除突出危险时，在煤巷掘进中布置钻场进行抽放。

①钻场布置

在煤巷掘进工作面巷道两帮施工钻场，其优点是不影响掘进速度，且抽放效果较好，缺点是需掘钻场，增加工程量。钻场尺寸根据巷帮瓦斯抽放钻孔的布置要求，以及使用的钻机外形尺寸及钻杆的长度确定。结合矿井实际情况，每组钻场在煤巷两侧交替布置，同侧相邻两个钻场之间的距离为20-30m，控制范围为巷道轮廓线外9.5m，钻孔必须超前于掘进工作面15-20m，符合《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026-2006)标准的规定。煤巷掘进抽放钻场和钻孔布置见图7。

图7 煤巷掘进工作面抽放钻场和钻孔布置图

②钻孔布置

每个钻场内，沿走向布置4个抽放钻孔，即在左、右钻场各布置4个，钻孔编号为1#～8#，孔深分别为1#(44.28m)、2#(43.81m)、3#(43.55m)、4#(43.5m)，5#～8#钻孔深与1#～4#钻孔相同，其中，右边钻场为1#～4#钻孔，终孔位置在工作面前方煤层中部，距巷道掘进中心线的距离分别为2m、5m、8m、11m，开孔位置距巷道中心线距离为3.2m;左边钻场为5#～8#钻孔，终孔位置、开孔位置同右边钻场的要求一样。该钻孔布置参数在矿井抽放过程中对抽放量、抽放浓度、防突效果等考察后，可根据实际情况进行调整。

12、 采煤工作面可采用的工作面防突措施有超前排放钻孔、预抽瓦斯、松动爆破、注水湿润煤体或其他经试验证实有效的防突措施。

13、采煤工作面采用超前排放钻孔和预抽瓦斯作为工作面防突措施时，钻孔直径一般为75～120mm，钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数;超前排放钻孔和预抽钻孔的孔数、孔底间距等应当根据钻孔的有效排放或抽放半径确定。

回采工作面预抽瓦斯，经效果检验无突出危险时，可不采取措施，当未消除突出危险时，一方面应加大瓦斯的抽放力度;另一方面应在工作面向工作面推进方向每隔5m施工一个瓦斯排放钻孔，孔深15m。排放钻孔布置详见图8。

图8 回采工作面瓦斯排放钻孔布置图

14、 采煤工作面的松动爆破防突措施适用于煤质较硬、围岩稳定性较好的煤层。松动爆破孔间距根据实际情况确定，一般2～3m，孔深不小于5m，炮泥封孔长度不得小于1m。应当适当控制装药量，以免孔口煤壁垮塌。

松动爆破时，应当按远距离爆破的要求执行。

15、 采煤工作面浅孔注水湿润煤体措施可用于煤质较硬的突出煤层。注水孔间距根据实际情况确定，孔深不小于4m，向煤体注水压力不得低于8MPa。当发现水由煤壁或相邻注水钻孔中流出时，即可停止注水

【四】、局部防突措施效果检验

1、 在实施钻孔法防突措施效果检验时，分布在工作面各部位的检验钻孔应当布置于所在部位防突措施钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置，并远离周围的各防突措施钻孔或尽可能与周围各防突措施钻孔保持等距离。在地质构造复杂地带应根据情况适当增加检验钻孔。

工作面防突措施效果检验包括以下两部分内容：

① 检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规章、标准等，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等(包括喷孔、卡钻等)，作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、判断;

② 各检验指标的测定情况及主要数据。

2、 对石门和其他揭煤工作面进行防突措施效果检验时，应当选择(工作面突出危险性预测中第3项)所列的钻屑瓦斯解吸指标法或其他经试验证实有效的方法，但所有用钻孔方式检验的方法中检验孔数均不得少于5个，分别位于石门的上部、中部、下部和两侧。

如检验结果的各项指标都在该煤层突出危险临界值以下，且未发现其他异常情况，则措施有效;反之，判定为措施无效。

3、 煤巷掘进工作面执行防突措施后，应当选择(工作面突出危险性预测中)所列的方法进行措施效果检验。

检验孔应当不少于3个，深度应当小于或等于防突措施钻孔。

如果煤巷掘进工作面措施效果检验指标均小于指标临界值，且未发现其他异常情况，则措施有效;否则，判定为措施无效。

当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔向巷道掘进方向的投影长度(简称投影孔深)相等，则可在留足防突措施超前距(见局部综合防突措施基本程序和要求中)并采取安全防护措施的条件下掘进。当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有至少2m检验孔投影孔深超前距的条件下，采取安全防护措施后实施掘进作业。

4、 对采煤工作面防突措施效果的检验应当参照采煤工作面突出危险性预测的方法和指标实施。但应当沿采煤工作面每隔10～15m布置一个检验钻孔，深度应当小于或等于防突措施钻孔。

如果采煤工作面检验指标均小于指标临界值，且未发现其他异常情况，则措施有效;否则，判定为措施无效。

当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔深度相等，则可在留足防突措施超前距(见局部综合防突措施基本程序和要求中)并采取安全防护措施的条件下回采。当检验孔的深度小于防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有2m检验孔超前距的条件下，采取安全防护措施后实施回采作业。

第九节 其它安全技术措施

一、安全监控监测方面的措施

针对本矿井的实际情况，除配足安全监控一般设备外，必须预备温度和一氧化碳传感器，并配备红外线便携式测温仪，对重点防范区域，班长配备便携式多参数检测器，进行定时、定点、定人的观测和预报。要曾加瓦斯抽放系统参数检测设备。

二、矿井通风管理措施

1、矿井每年在安排生产计划前必须进行矿井通风能力的核定工作，保证矿井不超通风能力生产。

2、矿井必须有完整的独立通风系统，改变矿井采区以上通风系统必须制定通风设计和专项安全技术措施，由煤矿企业技术负责人审批。

3、生产矿井必须采用机械通风，必须安装2套同等能力的主要通风机，其中1套作为备用，备用主要通风机必须能在10min内启动。生产矿井现有的2套不同能力的主要通风机，在满足生产要求时，可继续使用。主要通风机必须设专职司机看管。每小时填写1次运行记录。主要通风机房必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表和直通矿调度室的电话。反风操作系统图、司机岗位责任制和操作规程应悬挂上墙。