一、瓦斯治理原因

為貫徹落實全國安全生產電視電話會議精神，深入開展煤礦安全生產治理行動，推進煤礦瓦斯綜合防治工作體系建設，進一步深化我礦瓦斯治理，防治瓦斯事故的發生，確保煤礦安全生產，根據云南煤礦安全監察局、云南省煤炭工業局《關于印發云南省高瓦斯、煤與瓦斯突出礦井安全技術管理規定(試行)的通知》(云煤安發【2008】201號)等文件要求，結合我礦的實際情況，特制定本方案。

二、指導思想

嚴格遵循國家產業政策和有關《規范》、《規定》、《規程》、《標準》;牢固樹立“以人為本”、“安全發展”理念，嚴格貫徹“安全第一、預防為主、綜合治理”的安全生產方針和“先抽后采、監測監控、以風定產”的瓦斯治理工作方針，切實建立健全“通風可靠、抽采達標、監控有效、管理到位”的瓦斯綜合治理工作體系，緊緊抓住礦井通風系統、抽采抽放、監測監控、現場管理四個關鍵環節，根據本礦井的安全生產條件及危害因素分析,采取行之有效的針對措施，堅持標本兼治、重在治本，進一步完善瓦斯治理結構，落實瓦斯防治管理制度，提高裝備水平和提高礦井防治瓦斯災害能力，建立健全穩定可靠的礦井通風系統，科學合理的瓦斯抽采體系，有效管用的監測監控網絡和嚴格規范的現場管理制度。

三、瓦斯治理基本目標

進一步加強一通三防管理，找出礦井通風系統和瓦斯治理工作中存在的主要問題和隱患、制定確實可行的整改措施，建立健全一通三防管理制度，提高安全管理水平，使礦井通風系統合理，穩定、可靠，瓦斯治理工作到位。力求達到生產布局優化、開拓開采正規、系統合理可靠、監測監控有效、現場管理到位，為實現到2012年安全生產狀況明顯好轉的目標奠定堅實基礎。

四、瓦斯治理基本原則

(一) 嚴格貫徹落實“安全第一、預防為主、綜合治理”的安全生產工作方針，堅持標本兼治，重在治本的原則。

(二) 合理生產布局，確保抽、掘、采關系平衡。

(三) 瓦斯治理能力大于生產能力。

(四) 建立完善可靠的通風系統(通風可靠)確保系統合理、設施完好、風量充足、風流穩定。

(五) 加大瓦斯抽采力度(抽采達標)，實現“多措并舉、應抽盡抽、抽采平衡、效果達標”的要求。

(六) 建立有效的安全監測監控系統(監控有效)，確保裝備齊全、數據準確、斷電可靠、處置迅速。

(七) 嚴格管理(管理到位)，完善制度、落實責任、認真執行、嚴格監督。

(八) 排除隱患，將事故消滅在萌芽狀態之中，杜絕事故的發生。

五、瓦斯治理目標

(一) 防范一般瓦斯事故、杜絕較大瓦斯事故與重大瓦斯事故;

防范采、掘工作面瓦斯超限;

(二) 建立完善的瓦斯防治系統，最大限度地消除瓦斯危害;

(三) 建立完善的瓦斯監測監控系統，確保監控有效。

六、瓦斯治理范圍及治理重點

我礦生產能力為4萬噸/年。生產過程中必須處理掘進和采煤之間的關系，特別是做好通風系統管理工作，不同施工階段必須編制相應的通風技術措施，嚴防出現通風事故。

瓦斯治理是一個系統工程，根據我礦生產現狀及各系統實際情況分析，治理方案應以通風系統改造為重點，進一步完善安全監測監控、瓦斯抽放等安全系統為目標，配合各項保障措施來達到瓦斯治理的基本要求。

七、瓦斯治理主要依據

(一)政策法規

1、《煤礦安全規程》(2011年版);

2、煤礦井工開采通風技術條件(AQ1028-2006);

3、礦井瓦斯涌出量預測方法(AQ1018-2006);

4、煤礦井下粉塵綜合防治技術規范(AQ1020-2006);

5、煤礦瓦斯抽采標準(AQ1027-2006)及瓦斯抽采指標((AQ1026-2006));

6、云南省煤礦安全監察局、云南省煤炭工業局《關于印發云南省高瓦斯、煤與瓦斯突出礦井安全技術管理規定(試行)的通知(云煤安發【2008】201號;

7、云南煤礦安全監察局、云南省煤炭工業局《關于印發云南省小煤礦安全生產技術管理規定(暫行)的通知》(云煤安發【2008】160號);

8、國務院安委會辦公室《關于加強煤礦瓦斯治理工作體系示范工程建設的通知(安委辦【2009】2號;

9、云南省人民政府《關于加強瓦斯治理的實施意見》(云政發【2008】230號);

(二)主要技術資料

1、大溪溝煤礦改擴建初步設計。

2、大溪溝煤礦改擴建初步設計安全專篇說明書。

3、大溪溝煤礦資源儲量核實報告。

4、大溪溝煤礦資源開發利用方案說明書。

5、大溪溝煤礦采掘工程平面圖、通風系統圖。

6、煤礦“三個鑒定報告”(礦井瓦斯等級鑒定、煤塵爆炸性鑒定、煤層自然傾向性鑒定)。

第一章 礦區概述

第一節 概述

一、企業發展概況

大溪溝煤礦始建于1988年9月，礦井前身為獨木6號井，原屬集體煤礦，設計生產能力6萬噸/年。開采水平達1860米。現C8、C9已采空。1998改制為私營煤礦，2010年補建人行井一個，設計生產能力為6萬噸/年。

二、礦井進三年安全情況概述

礦井2009年至今安全生產情況良好，未發生過安全生產事故。2009至今重大事故0起、死亡事故0起、重傷事故0起，輕傷事故0起。

三、交通位置

大溪溝煤礦位于曲靖市麒麟區東南138°方向。距曲靖主城區約82Km，距東山鎮25Km，距石恩公路8Km交通十分便利。

地理坐標：東經104°，北緯 25°。

四、礦區范圍

礦區范圍為一不規則多邊形，由6個拐點坐標圈定，礦區走向長寬880m，傾斜長900m，井田面積約0.5459Km2，開采深度+2029m至+1920m，其拐點坐標見表見表1-1。

大溪溝煤礦礦區范圍拐點坐標表

第二節 開采技術條件

一、水文地質情況概況

礦區位于恩洪煤礦區Ⅺ井田范圍內，外圍附近最高山頂海拔2206.00米，最低點位于礦區西南部的馬場河，海拔1993.75米，相對高差212.25米。山脈走向與主體構造線基本一致，礦區總體東北部高，西南部低，屬低中山地貌。礦區內溝谷發育，有利于地表水及地下水的排泄。

本區屬北亞熱帶高原氣候，最高氣溫34.9℃，最低氣溫-6℃，平均日照時間占全年日照時間的37%左右，每年5-9月份為雨季，年平均降雨量1169mm。

二、礦區水文地質條件

大溪溝煤礦礦權范圍內屬低中山地貌，地形為北高南低，最高海拔標高2120.00米，最低海拔標高2021.83米，相對高差98.17米。區內溝谷發育，有利于地表水及地下水的排泄。

(一)地表水體

礦區內地表水系不發育，僅在礦區南緣發育一條近東西走向沖溝，屬季節性水溝，枯水季節斷流，雨季最大洪水流量139.84升/秒，地表水均流入礦區西南端的獨木水庫中，獨木水庫現僅保持死庫容。

豐水季節礦區南端的沖溝有一定水流量，當巷道經過大面積回采區時，地表水體可能沿冒落裂隙帶滲入礦井，產生漏水現象，生產時應加強防范措施。

(二)含、隔水層的劃分

根據《恩洪礦區Ⅺ井田精查報告》中成果資料及對礦區含、隔水層的劃分情況，將核實區內地層含、隔水層的特征由下至上簡述如下：

1、二疊系上統峨嵋山玄武巖組(P2β)極弱裂隙含水帶

核實區內地表未出露，巖性為玄武巖、凝灰巖，巖石堅硬，節理裂隙發育，鉆孔巖心中節理裂隙充填較好，含水裂隙較少。根據鉆孔抽水試驗結果，單位涌水量分別為0.00083和0.00212升/秒·米，滲透系數分別為0.0018和0.0124米/日，靜水位標高分別為2030.05和2012.89米，平均為2021.47米，平均水壓高為99.93米。玄武巖與煤系地層之間有鋁土巖相隔，故對礦坑充水無顯著影響。但當鋁土巖厚度小于1.60米，玄武巖水頭壓力為100米時，則對開采24煤層的礦坑底板有一定影響。

2、二疊系上統宣威組鋁土巖隔水帶

鋁土巖致密無裂隙，隔水性極好。其隔水性與鋁土巖的厚度有密切關系，厚度大則隔水性好，反之則差，礦區范圍內鋁土巖厚度為1.60—2.05米，具較好的隔水效果。、

3、二疊系上統宣威組下部(鋁土巖頂至C16煤層底)砂、礫巖弱裂隙含水帶。

地表水出露，據鉆孔資料統計結果，地層平均厚73米，其中含水巖層平均厚45.30米，巖性以砂、礫巖為主，含煤12—22層。據鉆孔抽水試驗結果，單位涌水量僅0.0001675升/秒·米，滲透系數為0.00081米/日，水位標高1974.93—2018.45米，平均1993.38米。從抽水結果表明，該帶含水弱，此含水帶是礦坑充水的主要來源之一。

4、二疊系上統宣威組C16煤層及其頂底板粘土巖層隔水帶

C16煤層及其頂底板粘土巖層位穩定，厚度大，隔水性極為良好。由于C16—C14煤層間巖性和間距變化較大，富水性變化也很大，致使此隔水層的局部地段上延至C14煤層，厚度變化在5.10—31.33米之間，一般厚10米左右，平均14.05米。

5、二疊系上統宣威組(C16煤層頂至C2煤層底)砂巖、粉砂巖裂隙含水帶

此帶地層總厚平均138米，其中含水層厚91米，巖性以薄至中厚層狀砂巖、粉砂巖為主，含煤19—39層。砂巖裂隙較發育，地表裂隙率1.41%，泉水出露較多，且多沿煤層頂板溢出，流量在0.0036—0.0908升/秒之間，平均僅00.0319升/秒。據鉆孔抽水試驗結果，單位涌水量為0.02445升/秒·米，滲透系數0.020米/日，水位標高2010.13—2064.79米，平均2038.40米。

此含水帶中，C3—C8煤層這一段的砂巖厚度較大，含水較強，是此含水帶的主要含水層，但嚴格的說來，在此帶中的每一個煤層及頂底板粘土巖都是一個隔水薄層，尤以C9、C11煤層及其頂底板粘土巖厚度較大，且穩定，隔水性好，是此帶中的主要隔水屋，故此含水帶是一個由若干個含隔水薄層相間組成的結構相當復雜的含水帶。由于具工業價值的主要煤層都賦存于此帶及其下部，含水又較強，是礦坑充水的最主要來源。

6、二疊系上統宣威組C1—C2煤層及其頂底板巖層隔水帶

該帶巖性由泥質粉砂巖、粘土巖及薄層狀粉砂巖組成，平均厚5.80米，最大厚度13.41米。巖石裂隙極不發育，該帶地表未見泉點出露，泉水多沿其頂界溢出，顯示其隔水性良好。

7、三疊系下統卡以頭組及宣威組頂部含水帶

該帶地層厚100—120米，地表巖石裂隙發育，泉點出露稍多，干季流量0.0025-0.374升/秒，平均0.0373升/秒。鉆孔抽水試驗結果：單位涌水量為0.0164—0.00389升/秒·米，滲透系數為0.0141—0.00237米/日，水位標高在2005.21—2102.55米之間，平均2054.94米。

由上述資料說明，該帶含水較強，與下覆之宣威組含水帶間雖有1—2煤層及其頂底板粘土巖隔水帶相隔離，但在開采上部煤層，尤其是C1、C3煤層時，則此含水帶可能與下伏宣威組含水帶勾通，將是礦坑充水的來源之一。

8、第四系含水帶

屬孔隙、裂隙弱含水帶。厚度0—10米，含水不均勻，泉水流量0.015—0.20升/秒，與下伏含水帶有密切的水力聯系。核實區北西角有小范圍的滑坡分布，屬此含水帶，對礦井充水有一定的影響。

(三)滑坡體的富水性

大溪溝煤礦北西角分布一個滑坡，在礦區內南北長200米，東西寬60—120米，面積約0.05km2。滑坡深度5—10米，滑坡體內巖石較破碎，透水性好。滑坡體與下伏三疊系卡以頭組含水帶有水力聯系，枯水季節滑坡體內巖石顯示干燥，雨季有極少量水滲出。

滑坡體特征：滑坡體在剖面上為鐵餅狀或不規則形狀，地形為斜坡狀，屬重力滑塌型滑坡。該滑坡體位于斜坡上，滑坡體工程地質條件差，建井采煤時，應避開滑坡，以免造成不必要的損失。

(四)斷層的導水性和富水性

大溪溝煤礦礦界內發育F3、F4、F24、F26斷層，斷層破碎帶寬度一般小于5米，F3斷層局部5-10米，均屬正斷層性質，破碎帶主要成分為粉砂巖、泥巖、煤粉。多呈碎粒狀、角礫狀，泥質膠結，膠結較好，其富水性、導水性弱于兩盤正常地層，核實區內斷層無泉點出露。據鉆孔巖心觀察，破碎帶一般膠結較好，含水裂隙少見。但工程地質條件很差，易垮塌。

五、生產礦井水文地質特征

核實區生產礦井目前主要有斜井和副斜井，兩井均已貫通聯成片，主要開采C9煤層，其巷道控制面積為46902.90米2，巷道控制最低標高為1941.60米，礦井初見水位為2008.00米，礦井涌水量45米3/晝夜，雨季113米3/晝夜，目前礦井充水因素為旱季僅僅是煤系含水層正常出水量。雨季充水還包括大氣降水。雨季為旱季的2.5倍。

六、老窯積水

礦區煤炭資源開采歷史較長，早期開采混亂，民采基本是濫采，僅在地表淺部進行，從而形成一些老窯、廢窯，采深從數十米至幾十米，大部分為斜井開采，內積存有數十至數千立方米老窯積水。有些可能與地表溪流水有一定的水力聯系。根據以往及本次調查的結果，積水量為20—500米3。因老窯突水具有突水突然，水量大，來勢猛，且含大量瓦斯、H2S、CO2等有毒氣體，對礦井威脅大，所以，礦井在開采中應特別注意防范老窯積水。

七、礦區水文地質類型

大溪溝煤礦區地形北高南低，相對高差98.17米，區內溝谷發育，地形有利于地下水、地表水的排泄。地層巖性為碎屑巖，含孔隙、裂隙水，其富水性普遍較弱，含水層主要補給源為大氣降水滲透補給，地下水逕流至溝谷排泄。構造帶的富水性、導水性決定斷層性質和破碎帶巖石成分，尤其是膠結物和膠結程度，核實區內分布四條正斷層，斷層破碎帶膠結較好，故其富水性、導水性弱于正常地層。大溪溝礦區范圍最低侵蝕基準面為2021.83米，即該礦權開采煤層多數位于地下水位之下。根據原報告評定：水文地質條件屬簡單類型。

八、充水因素與礦坑涌水量計算

1、礦坑充水因素

(1)大氣降水是本區的主要充水因素，雨量充沛集中，降水通過風化裂隙帶一部分補給含水層，另一部分直接從地表流走。隨著大面積開采，造成地面變形，產生地裂縫、塌陷洞等。大氣降水將沿塌陷裂縫、裂隙直接涌入坑道。

(2)地表溪水。

(3)老窯積水。

(4)含水帶裂隙水，斷層水等均可流入和滲入坑道。

2、礦井涌水量計算

根據核實區水文地質條件及生產礦井水文地質特征，以及礦井充水因素。本次采用比擬法預測未來礦山開采1840.00米水平以上的水量。礦權范圍內主要開采C9煤層，計算范圍以C9煤層開采范圍進行圈定，面積從儲量圖中求得。比擬分式如下：

式中，Q0：為煤礦巷道總排水量(干季)45米3/晝夜。

S0：煤礦初見水位與巷道控制最低標高1941.60之差為66.40米。

S：核實區所有生產礦井及廢窯的靜止水位平均值與1840.00米之差168.00米。

a：雨季和枯季排水量變化系數為2.5。

F：核實區1840.00米水平以上面積519900米2，(從儲量圖中求得)

F0：大溪溝煤礦采掘單煤層巷道控制面積46902.90米2。

涌水量計算結果評述：

目前大溪溝煤礦C9煤層巷道開采最低標高為1941.60米，開拓面積較大，其1840.00米水平以上水文地質條件基本查明，因此，采用比擬法預測未來礦山開采1840.00米水平以上礦山涌水量，其采用公式較合理，預測的水量可作礦山開采設計提供參考依據。

另外本次預測水量沒有包括溪溝或老窯積水，所以，礦山開采時應引起注意，加以防范。

二、可采煤層及儲量

礦井可采煤層分別為C11、C13、C16，一共3層。礦井原井田井界部分保有儲量為335萬噸，本礦開采煤層為薄及中厚煤層，扣除煤柱損失和開采損失后，礦井設計可采儲量為262萬噸。

三、煤層三性鑒定情況

(一)、瓦斯涌出量

根據2011年1月1日云南省煤炭工業局對我礦進行的瓦斯等級鑒定結果：礦井最大相對瓦斯涌出量為143.92m3/t，最大絕對瓦斯涌出量為12.66m3/min，最大相對二氧化碳涌出量20.58m3/ t，最大絕對二氧化碳涌出量1.81m3/min，礦井鑒定結果為高瓦斯礦井。

(二)、煤層自燃傾向性

根據云南省煤礦安全計量監測站2009年8月21日對我礦現開采煤層自燃傾向性試驗結果，該煤層自燃傾向性為III類，屬于不易自燃煤層。

(三)煤塵爆炸性

根據江西煤礦礦用安全產品檢驗中心對我礦現開采煤塵測試結果，我礦現開采煤層煤塵具有爆炸性。

第二章 礦井開拓開采現狀

第一節 礦井開拓開采概況

一、開拓開采布置

由于礦區面積小，大溪溝煤礦設計時將整個礦區設計為1個采區，即1采區，故開拓開采系統簡單。

礦井采用斜井片盤方式開拓，現服務井筒有三個，即主斜井、人行井和回風井。

主斜井由+2029m處以216°的方位、-24°的傾角向下掘進至+1860m落平，從1860水平開拓運輸石門，由溜煤眼與貫通采區運輸巷道，擔負礦井煤炭運輸任務。

人行井由2029m處以288°的方位、-26°的傾角向下掘進至+1860m落平，在落平點與1860水平運輸石門貫通。

回風井由+2031處以291°的方位、-27°傾角向下至+1860水平落平，在落平點與采區回風巷貫通，聯絡巷中安設正向和反向風門。采煤工作面和掘進工作面之間安裝調節風門，平衡采煤和掘進風量。

二、采煤方法

礦井采用傾斜長壁式采煤法。

三、采煤工藝

破煤、落煤采用風鎬，人工攉煤，工作面采用刮板運輸機運輸，支護材料為單體液壓支柱配鉸接頂梁，采用垮落法處理采空區。

第二節 主要生產系統概況

一、礦井通風

(一)通風方式：兩翼對角式

副斜井和1860運輸巷為進風巷，專用回風巷回風，為兩進一回通風系統。

(二)通風方法：機械抽出式

1、選用FBCDZ—No14型軸流式防爆通風機。功率：2×45KMW，風量：2300～1600m3/min，風壓：170—2000Pa。共選用2臺，型號一致，其中1臺工作，1臺備用。

(三)、掘進通風采用壓入式局扇通風，局扇型號：JBT52-2，功率11KW，風量：145～225，風壓：490～2552，數量6臺。

二、運輸系統

(一)運輸路線

1、煤炭運輸路線

工作面→工作面運輸順槽→采區運輸巷→采區煤倉→1860運輸石門→主斜井→地面。

2、矸石、材料運輸路線

工作面→運輸順槽→1860運輸石門→人行井→地面。

(二)運輸設備

1、主斜井采用軌道運輸。絞車JTK—1.2機型號：JTK—1.2，功率55kw。

2、1860運輸石門采用軌道運輸。

3、采煤工作面運輸順槽采用刮板運輸機運輸。刮板運輸機型號：SGB—280，功率：22kw，長度：50m。

4、采煤工作面采用刮板運輸機運輸。刮板運輸機型號：SGB—280，功率：17kw，長度：70m。

5、人行井采用絞車運輸。絞車型號：YBT，功率：11.4kw。

三、排水系統

(一)1860主、副水倉

1860主、副水倉布置在主斜井底，擔負主斜井排水任務。水倉有效容量250 m3。水泵型號：D46-30×8，揚程：240m，電機功率：55kw，管路直徑：100mm，數量：4臺。

(二)人行井水倉

人行井水倉布置在人行井，擔負人行井的排水任務。水泵型號：3B57，流量：揚程：100m，功率：15kw，數量：1臺，管路直徑：80mm。

四、供電系統

(一)雙回路供電電源

礦井實行雙回路供電，一回路電源來自新村變電站，另一回路電源來自馬場變電站，電壓等級皆為10KV。

(二)礦井地面供電系統

地面供電變壓器一共兩臺，型號為：S11-310、KS7-125。兩臺變壓器負責地面照明、主扇、絞車、瓦斯抽放泵、空氣壓縮機、乳化泵供電任務，電壓等級380v。地面共有低壓配電柜3臺，型號為：YB2-180-4、JDSB-22D、YB2-225M-4。

(三)礦井井下供電系統

礦井實行低壓下井，配電房設置在主斜井井口50m處，一共有配電柜2臺，型號為：S11—250、S11—160/10，向井下供電，數量：2臺。

井下局扇實行“三專”供電，采掘、排水為獨立供電系統，互不影響。井下供電等級為660v。

五、防塵系統

(一)防塵水池

防塵水池設置在地面主斜井井口附近60m處，水池標高+2020m，水池容量：110m3。

(二)防塵管路敷設

防塵管路從人行井井、回風井、人行井分三路向井下敷設，管路型號Ф400mm，材質為有縫鋼管。礦井各主要井筒、運輸巷道、回風巷道、掘進點、采煤作業點均敷設防塵管路。材料堆放點、巷道分叉地點全部設置三通閥門，其它地點按照每50m設置一個三通閥門的規定安裝，所有三通閥門上全部配置防塵軟管，便于機動防塵。各裝載、轉載地點，皮帶運輸機機頭，刮板運輸機機頭、回風風流會和地點，采煤工作面進回風巷全部安裝噴霧水幕，各掘進作業點防塵管路隨工作面掘進跟接防塵管路。

(三)隔爆設施

各工作面進回風巷、工作面與工作面之間的巷道內、掘進工作面后路60～80m處全部安裝有隔爆水棚，防止災害事故擴大，防塵工作由專人負責，所有設施全部由專人掛牌管理。

六、通訊系統

礦井暗轉有獨立的通信聯絡系統，電話交換機型號為：HJD-2000/40，電話機型號為：KTH(20部)、HBZ-1A(20部)。地面監控調度室、技術辦公室、各工種值班室、各井口、重要設備安裝地點，井下各采掘作業點、主要設備安裝地點、水倉、機電硐室、車場、裝載點全部安裝有隔爆電話。

七、監測監控系統

礦井2003年在全區率先安裝了由北京中煤安泰生產KJ78N瓦斯監控系統，監控系統持續支持運轉。礦井設有專門的監控調度室，持證值班人員4名，與局監控中心聯網運行。

監控主機雙機備份，安裝有不間斷電源，防雷設施齊全，與局安全技術中心簽訂維護管理協議。

礦井一共安裝有10臺監控分站，在用甲烷傳感器20部、CO傳感器5部、液位傳感器2部、溫度傳感器7部、開停傳感器3部、負壓傳感器2部、風門傳感器3部、風速傳感器部4、煙霧傳感器3部、流量傳感器1部、高低濃度傳感器1部、模擬量傳感器1部。傳感器調校和系統管理與局技術服務中心長年簽訂維保協議，由局技術服務中心統一管理。

監控室配備不低于兩小時的備用電源，各項管理措施齊全，值班人員按照三八制值班管理，各類報表按時打印、審核。對瓦斯超限等情況及時制定相關安全技術措施處理。

八、瓦斯抽放系統

我礦瓦斯抽放系統始建于2005年，抽放泵型號：2BEA-303-0，電機功率75kw，數量兩臺。抽放泵安裝在風井50m外，按規定設置“三防”裝置。

抽放管路型號Ф210mm，從風井安裝，敷設到井下各采掘作業點。主要預抽現開采煤層瓦斯和采空區瓦斯。

井下各掘進和采煤作業點均敷設抽放管路，掘進工作面交替作業預抽瓦斯，巷道每掘進50m布置一個鉆場，向巷幫打眼預抽瓦斯。

礦建立專職瓦斯抽放管理機構，設立專職抽采隊伍，負責礦井瓦斯抽放工作。

第三節 礦井“一通三防”存在的主要問題

一、通風系統現狀及存在的主要問題

礦井通風方式為兩翼對角式通風，新鮮風流從主斜井、人行井進入，在1860運輸巷匯合，經工作面各用風地點進入總回風巷，污風從專用回風井排出井下。

主要存在的問題：

井巷壓力大，通風設施變形嚴重，通風設施維修量大;回風巷局部地段斷面狹小，通風阻力大。

為治理礦井瓦斯，今后必須加強通風設施管理、及時維修通風設施，降低漏風率，同時加大回風巷道斷面改擴力度，保證井巷斷面，使之達到系統合理，設施完好、風量充足、風流穩定的目的。

二、防塵供水系統現狀及存在的主要問題

現用防塵管路直徑Ф400mm,井下多點同時防塵作業時水量供應緊張，現防塵專職人員數量兩人，不能滿足特殊狀況下的防塵作業。

礦需重新更換在用防塵管路，主管路直徑不小于Ф800mm，分管路直徑不小于Ф400mm。同時需再增設一名專職防塵人員，以適應特殊情況下的防塵要求。

三、防滅火系統現狀及存在的主要問題

礦井煤炭自燃傾向性鑒定結果為三類，屬不易自燃煤層，故在礦井內因火災上不需要做太多工作。

由于井下生產的特殊性，易燃材質過多，故需加強礦井外因火災的預防與管理工作。

由于防塵管路和消防管路共用，水量有限，井下木質支護材料又往往集中堆放，故易形成井下外因火災隱患，加之機電設備和各類纜線多而交錯復雜，更加大外因火災誘發可能。由于礦井歷年未產生過外因火災，人員思想麻痹，各類消防滅火設施設備管理混亂，產生火災時往往得不到及時有效的控制。

四、瓦斯抽放系統現狀及存在的主要問題

礦井現已安裝瓦斯抽放系統，系統保持運轉，但由于礦井瓦斯涌出量不大，抽放管路直徑小，加之抽采技術條件落后，故瓦斯抽采效果不佳，未能達到預期的瓦斯抽放效果。下一步應該更換瓦斯抽放管路，抽放管路直徑不應小于Ф250mm，且學習先進礦井瓦斯抽采經驗，提高瓦斯抽放水平。

第四節 其它相關系統存在的主要問題

一、固定通訊

(一)礦井地處低洼地帶，移動和聯通信號未覆蓋全部礦區，礦區與外部通信聯絡受限制;

(二)井下范圍廣，隨設置了多部電話，但機動性差，我專人在電話地帶值守，與井下聯系時電話通，但多部分時候無人接聽;

(三)井下職工素質相對較低，對愛護共用設施方面欠缺積極性，電話在使用中易損壞;

(四)通信聯絡系統方面欠缺有效地管理制度約束人的使用、維護、管理行為。

二、壓風系統

(一)空氣壓縮機無專人值班看守;

(二)未在管路最低地點設置放水裝置，空氣壓縮機運行時間長后管路中有積水，影響正常使用。

三、供電系統

(一)供電系統相關圖、牌、板管理混亂，缺乏行之有效的管理手段;

(二)供電產品發展迅速，而礦相關人才技術水平滯后;

(三)由于井巷側壓大，巷道爆幫現象嚴重，供電電纜管理難度大，設備擺放地點變形嚴重。

第三章 瓦斯治理的必要性和可行性

第一節 瓦斯治理的必要性

煤礦瓦斯事故是制約煤炭工業安全發展和可持續發展、影響地區和全省安全穩定好轉的突出問題，煤礦必須認識瓦斯治理的重要性和必要性。

我礦改擴建初步設計按高瓦斯礦井設計，礦井地質構造復雜，開拓開采不正規，各生產系統和安全系統不完善，安全資金投入不足，管理機構人員配備不足，管理制度不完善等問題，嚴重制約礦井安全生產，難以達到瓦斯治理的各項要求，為此，我礦瓦斯治理不但必要，更顯得事在必行。

第二節 瓦斯治理可行性

為切實搞好瓦斯綜合治理，煤礦要認真嚴格貫徹“安全第一、預防為主、綜合治理”的安全生產方針和“先抽后采、監測監控、以風定產”的瓦斯治理工作方針，切實建立健全“通風可靠、抽采達標、監控有效、管理到位”的瓦斯綜合治理工作體系，緊緊抓住礦井通風系統、抽采抽放、監測監控、現場管理四個關鍵環節，根據本礦井的安全生產條件及危害因素分析,采取行之有效的針對措施，堅持標本兼治、重在治本，進一步完善瓦斯治理機構，落實瓦斯防治管理制度，提高裝備水平和提高礦井防治瓦斯災害能力，建立健全穩定可靠的礦井通風系統，科學合理的瓦斯抽采體系，有效管用的監測監控網絡和嚴格規范的現場管理制度。礦井瓦斯事故是可控、可防、可治的。因此，煤礦要以更大的決心、更強的力度、更嚴的態度、更扎實的措施，鍥而不舍地打好煤礦瓦斯治理攻堅戰，瓦斯治理是可行的。

第三節 瓦斯治理的主要內容

根據我礦生產現狀和存在的主要問題，我礦瓦斯治理的主要內容為：優化生產布局，以理順完善通風系統為核心，切實搞好一通三防管理，合理組織生產，堅持采用正規采煤方法，進一步完善其它相關安全系統，加強現場監督管理，建立健全并認真落實瓦斯治理各項管理制度。

第四章 瓦斯治理方案

第一節 通風系統治理方案

一、采掘部署合理

(一)采區水平布置

礦井現開采工作面沿煤層偽傾斜方向向北翼布置，水平為+1871m; 可采煤量3.2萬噸，;另外在+1861m處布置一個掘進工作面，接替1871水平采煤工作面。

(二)煤層開采順序

采區內各煤層開采順序為自上而下進行，即先采上層，后采下層。采區內先采上區段，后采下區段。C16煤層計劃在1.1年內結束，轉入C11煤層的開采。

(三)采煤方法

按照原設計要求和煤層賦存實際條件，煤礦采用傾斜長壁式(后退式)采煤方法。

(四)回采工藝

工作面采用風鎬落煤，人工攉煤，工作面，運輸順槽運輸設備為刮板運輸機，工作面運輸巷采用皮帶輸送機運輸。工作面支護采用外注液式單體液壓支柱配合鉸接頂梁支護頂板，棘輪回柱器回柱放頂。

(五)采區生產系統

1、運煤系統

工作面→工作面運輸順槽→采區運輸巷→采區煤倉→1860運輸石門→主斜井→地面。

2、矸石、材料運輸路線

工作面→運輸順槽→1860運輸石門→人行井→地面。

3、通風系統

(1)1606工作面通風系統

主斜井、人行井→井底車場→1860運輸巷→1860工作面運輸巷→1860采煤工作面→1860工作面回風巷→回風上山→總回風巷→引風道→地面。

二、 通風可靠

(一)礦井通風現狀

礦井為獨立的通風系統，從主斜井、人行井進風，從專用回風井回風。

(二)通風方式及通風系統

根據礦井開拓布置方式，礦井采用兩翼對角式通風方式通風。礦井主要通風線路為：主斜井、人行井→井底車場→1860運輸巷→各工作面用風地點→回風上山→專用回風井→引風道→地面(詳見通風系統示意圖)。

(三)通風設施

1、井下通風設施布置

(1)主要進、回風巷之間的每個聯絡巷中，必須砌筑永久性風墻;需要使用的聯絡巷及風井安全出口，必須按設計安設兩道連鎖的正向風門和兩道反向風門。

(2)采空區必須及時封閉。必須隨采煤工作面的推進，逐個封閉通至采空區的聯通巷道。工作面開采結束后，必須在所有與采區相通的巷道中設置密閉墻，全部封閉采空區。

(3)控制風流的風門、風墻、風橋、風窗等設施必須可靠。不應在傾斜運輸巷中設置風門;如果必須設置風門，應安設自動門或設專人管理，并有防止礦車或風門碰撞人員以及礦車碰壞風門的安全措施。

2、確保風流穩定

(1)在各通風網路上，應按設計和需要安設風門、調節風窗和密閉等通風構筑物，并隨生產的進度進行及時調節補充，風門間應盡可能設置閉鎖裝置。確保各用風地點的風量，風速符合《煤礦安全規程》的規定，確保風流穩定。

(2)及時清除巷道的雜物和障礙，盡量避免在主要進回風巷道內停放礦車，堆放材料及其它物品，確保風流暢通。

3、掘進通風及硐室通風

掘進工作面、絞車硐室、避險硐室、機電硐室均為獨立通風。

三、通風設施及降低風阻、防止漏風的措施

(一)根據通風需要，安設風門、調節風門;

(二)同一井巷內安設兩道風門時，必須保證兩道門不同時開啟，以造成風流短路;

(三)勿在巷道內堆放雜物，保證巷道的有效斷面;

(四)嚴格按設計掘進、支護巷道，以保護巷道斷面尺寸;

(五)加強對各種通風設施和巷道的日常管理。

(六)對相鄰巷道的掘進時，盡量減少放炮震動，同時注意加強支護，防止巖體(或煤體)松動或破碎，以有效防止漏風;

(七)加強對各通風設施的管理，對應密閉的地點應采用構筑物或永久密閉裝置密閉，以保證滿足通風及其它功能需要;

(八)加強各通風設施的日常管理，保證設施滿足設計和使用功能的需要。

第二節 防塵供水系統治理方案

一、礦井的地面工業水池通過水泵將清水輸送到高位水池，經主斜井進入井下，向各采、掘工作面和其他各用水點提供用水。

二、工作面和掘進頭必須均采用濕式鑿巖(煤)，同時在井下刮板輸送機、和其他轉載點設置鴨咀噴霧器噴霧降塵。

三、回風巷、軌道運輸巷設灑水器形成噴霧水幕降塵;地面生產系統貯、裝、運等起塵點進行灑水降塵。回風巷、軌道運輸巷中的消防灑水管路設置三通閥門，定期清掃、沖洗浮煤并運出。

四、調整采掘面、井巷的風速可以減少粉塵飛揚。煤礦應配備粉塵采樣器、呼吸性粉塵測定儀、礦用個體粉塵采樣器、壓風呼吸器、呼吸性粉塵采樣器等設備。

五、在采區回風巷設置的隔爆水棚。

第三節 防滅火系統治理方案

一、內因火災預防

根據煤層自燃傾向性鑒定報告上的鑒定結果，煤層自燃傾向性為三級，屬不易自燃，故在內因火災防范上不采取過多措施去防治，但采空區必須嚴格按照《煤礦安全規程》的規定管理，采煤結束后，必須在45天內及時封閉采空區，防止煤炭自燃。

二、外因火災預防

(一)進風井筒及井下建筑物，井底車場必須采用不燃材料支護建筑，各水平的井底連接處，主要絞車道同主要運輸巷道、回風巷道的連接處，井下機電硐室，都必須用不燃材料進行支護。

(二)進風井口必須設置防火鐵門，以防止地面火災波及井下。

礦井必須設地面消防水池和井下消防管路系統，井下消防管路系統應每隔50m設置支管和閥門。

(三)礦井必須制定井上下防滅火措施，并對全體職工經常進行防滅火知識的教育。

(四)設置井上消防器材庫，存放足夠的消防器材，

(五)井下使用的礦燈必須符合規定，井口房和通風機房20m不得用煙火或用火爐取暖。井下嚴禁使用燈泡和電爐取暖。

(六)在井下和井口房，嚴禁采用可燃材料搭設臨時操作間、休息間。

(七)嚴禁攜帶煙草及點火物品入井，嚴禁井下吸煙。

(八)井下和井口房內不得從事電焊、氣焊和噴燈焊等工作。如果必須在井下主要硐室、主要進風井巷和井口房內電焊、氣焊和噴燈焊等工作，每次必須制定專項安全措施。

(九)預防機械摩擦起火：經常檢查設備的運轉情況，做好井下設備的維護保養工作，保持運轉部位的清潔，及時加注安全可靠的潤滑油，使其保持良好的工作狀態。

(十)預防爆破引起火災，嚴禁不裝或少裝炮泥爆破，嚴禁使用矸石、煤粉代替炮泥封堵炮眼，堅持使用水炮泥，嚴禁放糊炮、放明炮。

(十一)預防電氣火災，井下所有電氣設備的選擇、安裝、使用和維護都必須嚴格遵守規程的有關規定，應正確選用過負荷繼電器、熔化保險器和漏電繼電器，以便在電流短路，過負荷或漏電時切斷電源。消滅電纜中的“雞爪子”、“羊尾巴”、“明接頭”。

(十二)井下和硐室內不準存放汽油、柴油和變壓器油等，井下用過的潤滑油、棉紗布頭等，必須集中存放保管在加蓋的鐵桶內，不準亂扔亂放。

(十三)嚴格執行《煤礦安全規程》有關規定。

第四節 瓦斯抽放治理方案

一、瓦斯抽采目的

礦井地面集中抽采系統，是解決井下風流中瓦斯濃度高的有效措施。它是在地面設置抽采泵房，從抽采泵房到井下，敷設主管、干管、分管(或支管)至鉆場鉆孔，并設置相應附屬設施所組成的專用管道系統，將采、掘工作面、采空區等地的瓦斯抽排至地面。其特點是能較有效地抽出部分或大部分煤層解吸瓦斯，減輕礦井通風負擔。

二、抽采瓦斯方法

(一)選擇抽采方法的原則

礦井瓦斯抽采的類型和方法,可按下列因素考慮確定:

1、為了提高瓦斯抽采率,宜選用多種抽采方法相結合的綜合抽采方式。

2、當礦井采掘工作遇到的瓦斯主要來自開采層本身，只有抽采開采層本身的瓦斯才能解決問題時，應采用開采層抽采。

3、煤層群條件下首采層開采時，來自鄰近層的瓦斯占有很大比例威協工作面安全生產，應采用鄰近層抽采。

4、工作面后方采空區瓦斯涌出大，危害工作面安全生產或老采空區瓦斯積聚存量大，向鄰近的回采工作面涌出瓦斯量多以及增大采區和礦井總排瓦斯量，應采取采空區瓦斯抽采。

5、對于瓦斯含量大的煤層，在煤巷掘進時，難以用加大風量稀釋瓦斯，可在掘進工作開始前對煤層進行大面積預抽的方法加以解決。

6、對于煤層透氣性較低，采用預抽方法不易直接抽出瓦斯，掘進時瓦斯涌出不很大而回采時有大量瓦斯涌出的煤層，可采用松動爆破措施人為卸壓后抽采瓦斯的方法。

(二)瓦斯抽采方法

1、回采工作面瓦斯來源及涌出構成

回采工作面瓦斯來源主要煤層釋壓、落稀釋瓦斯、采空區浮煤稀釋瓦斯和鄰近層涌入瓦斯。

2、瓦斯抽采方法

在采煤工作面運輸巷和回風巷布置鉆孔預抽本煤層瓦斯，掘進工作面布置鉆孔先抽后掘，工作面后方采空區留管抽采。

3、抽采巷道選擇

礦井將采煤工作面進回風巷、掘進工作面掘進頭確定為瓦斯抽放重點區域。