大方縣高店煤礦

瓦斯防治方案

大方縣高店煤礦技術組

二。一二年元月十二日

目錄

前言..............................................................錯誤!未定義書簽。

一、問題提出................................................錯誤!未定義書簽。

二、編制依據................................................錯誤!未定義書簽。

第一章礦井概況...........................................................錯誤!未定義書簽。

一、礦井地理及交通位置.....................................錯誤!未定義書簽。

二、礦井證照情況...........................................錯誤!未定義書簽。

三、特種工程及專職安全員培訓和配置情況.....................錯誤!未定義書簽。

四、煤層賦存情況及層間距及頂底板力學性質..................錯誤!未定義書簽。

五、礦井開采技術條件.......................................錯誤!未定義書簽。

第二章、礦井各生產系統現實狀況...........................................錯誤!未定義書簽。

一、礦井開拓系統...........................................錯誤!未定義書簽。

二、礦井供電系統...........................................錯誤!未定義書簽。

三、礦井通風系統...........................................錯誤!未定義書簽。

四、瓦斯抽采系統...........................................錯誤!未定義書簽。

五、瓦斯監控系統...........................................錯誤!未定義書簽。

六、礦井提升系統...........................................錯誤!未定義書簽。

七、礦井排水系統...........................................錯誤!未定義書簽。

八、礦井防塵、防火、供水...................................錯誤!未定義書簽。

第三章、礦井采掘布署調整..................................................錯詼!未定義書簽。

一、開拓巷道調整及工程量...................................錯誤!未定義書簽。

2.采區巷道部署及工程量....................................................16

3.采區及采掘工作面接替次序................................................17

4.采掘部署及采掘隊伍安排..................................................17

5.采掘布署調整井巷工程統計表............................................................17

第四章、礦井瓦斯治理方案..................................................錯誤!未定義書簽。

第一節、瓦斯治理方案.......................................錯誤!未定義書簽。

第二節、瓦斯抽采設計.......................................錯誤!未定義書簽。

一、抽采方案及方法........................................錯誤!未定義書簽。

二.設計區域及鉆孔分布...................................................21

三、鉆場、鉆孔部署........................................錯誤!未定義書簽。

四、瓦斯抽采基礎參數......................................錯誤!未定義書簽。

五、鉆機選擇和鉆孔施工....................................錯誤!未定義書簽。

六、抽采管路..............................................錯誤!未定義書簽。

七、地面關鍵抽放設備選型..................................錯誤!未定義書簽。

八、地面固定抽采站部署....................................錯誤!未定義書簽。

九、抽采系統安全裝置......................................錯誤!未定義書簽。

十、礦井瓦斯抽采管理......................................錯誤!未定義書簽。

第三節、防治煤和瓦斯突出...................................錯誤!未定義書簽。

第一小節、區域性防突方法..................................錯誤!未定義書簽。

第二小節、區域防突方法....................................錯誤!未定義書簽。

第三小節、采掘工作面估計..................................錯誤!未定義書簽。

第四小節、局部綜合防突方法...............................錯誤!未定義書簽。

第五小節通風系統、通風安全設施施工和管理................錯誤!未定義書簽。

第六小節瓦斯監測.........................................錯誤!未定義書簽。

第七小節自救系統.........................................錯誤!未定義書簽。

第八小節啟爆和瓦斯管理...................................錯誤!未定義書簽。

第五章、整改完善各生產系統................................................錯誤!未定義書簽。

一、完善通風系統..........................................錯誤!未定義書簽。

二、完善瓦斯抽采系統（己經驗收）.........................錯誤!未定義書簽。

三、完善防塵、防滅火及供水系統...........................錯誤!未定義書簽。

四、完善監測監控系統......................................錯誤!未定義書簽。

五、礦井供電系統..........................................錯誤!未定義書簽。

六、提升運輸系統..........................................錯誤!未定義書簽。

七、礦井排水系統..........................................錯誤!未定義書簽。

八、礦山救護..............................................錯誤!未定義書簽。

第七章、保障方法..........................................................錯誤!未定義書簽。

一、組織方法..............................................錯誤!未定義書簽。

二、制度建設及考評措施....................................錯誤!未定義書簽。

三、質量確保體系..........................................錯誤!未定義書簽。

四、安全技術方法..........................................錯誤!未定義書簽。

五、質量標準化建設要求....................................錯誤!未定義書簽。

第一章礦井概況

一、礦井地理及交通位置

大方縣高店煤礦在大方縣大方鎮金星村，距大方縣縣城約

13km,

二、礦井證照情況

礦井始建于XXX年代初，為私營企業，礦井于XXX年月開

始建設，年基礎建成投產，六證齊全有效，現生產能力核定

為萬噸/年，同意開采標高為m,同意開采區內、

煤層，已達成安全管理級質量標準化礦井標準。

三、特種工種及專職安全員培訓和配置情況

我礦立即送配多種特種作業人員，配置有專職安全管理人..名

（其中通風安全工程..人、采掘工程..人、地質測量工程.??.

人、機電工程.?人），瓦斯檢驗..名，電..名，瓦斯監測電???.名，

瓦斯監控..名，防突效檢??名，絞車..名，主扇司.?名.

四、煤層賦存情況及層間距及頂底板力學性質

井田內含煤可達層，通常?層，呈狀、似

狀產出，由下至上依次可分三個含煤組A.B.C。本區B煤組內由

下至上為B1.B2.B3.B4,而許可礦山開采煤層為B3.B4煤層，局

部可采B2.B1煤層未被同意開采，現對B3.B4煤層分述以下：

B,煤層

俗稱“上連炭”，在宣威組第三段頂部，下距B3煤層

1.38m-3.78m,通常為2.43m,礦山井巷內僅1m?1.5m,為復煤

結構煤層.上部為黑色暗淡?半暗煤和半亮?光亮型煤間相互成;

下部為線理狀半暗?暗淡型煤。煤層厚1.10m?1.58m,乎均

1.29m。通常含1?2層夾石干，夾奸厚0.01?0.14m,巖性為炭質

泥巖或高嶺石粘土巖，其中一層為褐灰色高嶺石化晶屑凝灰巖，

具砂狀結構，易于識別，此次在井巷中未見煤層夾殲。煤巖組分

為暗煤為主，含亮煤條帶及絲炭透鏡體，內生裂隙較為發育，

質堅硬，呈塊狀。

頂板為深灰、灰黑色炭質泥巖、泥巖或砂質泥巖，含動物

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化石殊屑或個體，令黃鐵礦較多；底板多為深灰色粘土巖或砂質

泥巖，含灰色腎狀菱鐵礦結核。

(2)B3煤層

俗稱“中連炭”，在宣威組第三段上部，上距B4煤層約加?

1.5m,下距B2煤層約5m?8叫三分性顯著，中部為灰黑色、黑

色半亮?光亮型煤,上、下為半暗型煤;煤層結構單一，不含或

償金1層光5L煤層厚度1?20?1?51m,平均厚為1.37m,區內

穩定可采。煤巖組分以暗煤為主，含較多絲炭，夾亮煤條帶，,參

差狀斷口，質疏松，外生節剪發育，易碎成小塊。

直接頂板為深灰色泥巖或炭質泥巖，局部為粘土巖，不含動

物化石,含灰色明狀菱鐵礦;底板為灰色、淺灰色粘土巖，以含

黃色球粒狀粗晶菱鐵礦結核或團塊為特征。

五、礦井開采技術條件

一、礦山水文地質條件

礦區屬長江上游一級支流長寧河水系，礦區坑口南側即為

洛甫河，屬常年性河流，因河面標高為+490m,將成為未來開采

中地下水補給源；礦區西部鍋圈巖溝常年有水徑流，也可成為地

下水補給源之一，如因頂板冒落變形塌陷，也可作為礦坑涌水

水源，故開采地表水系地段煤層或在該水系地段井巷應采取保

護方法。

區內地下水類型包含碎屑巖裂隙水、松散巖類孔隙水兩類。

飛仙關組及宣威組碎屑巖裂隙水為本區關鍵地下水類型，礦區

地下水關鍵為大氣降水滲透補給，次為地表水補給，隨深度增

加水量減小；松散巖類孔隙水關鍵賦存于第四系殘積層中，水量

中等,對礦坑充水影響較小。另外老窯及采空區積水亦為礦坑充

水水源，同時伴隨淺部巖體塌陷，地表水也將成為礦坑關鍵充

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水水源。所以，該礦為裂隙型充水礦床，現在礦井涌水量為

200m3/d,水文地質條件中等至簡單。

二、礦山工程地質條件

本區屬深丘一低山工程地質區，區域穩定性很好。礦山煤層

為緩傾斜煤層，頂板巖性關鍵由粉砂巖、砂質泥巖夾薄層細砂巖

組成；底板巖性關鍵為粘土巖。所以，碉室圍巖均屬軟質巖體，

故本礦將主平碉及運輸巷部署于圍巖中是正確。

因為巖層較緩，、深部巖體中地壓力較大，碉室頂板、幫壁巖

石中節理裂隙較為發育，巖體較為破碎，極易發生變形和片幫；

底板飽水后產生鼓脹，如B4煤層底鼓幅度每三個月可達30—

40cm。碉室頂棚易產生冒落，直接冒落高度約30m,該礦也曾經

發生過頂板冒落，造成了人員傷亡，所以，應加強采空區和碉

室圍巖管理。碉室穩定性總體為中等至較差，工程地質條件中

等。

三、礦山壞境地質條件

礦山地處地質災難易發區，地質環境較為脆弱。據此次現場

調查，礦區內還未發覺滑坡、塌陷、地面開裂等地質災難，但伴

隨開采進行，可能誘發地面地質災難，地表水體（泉）疏干可能

較為嚴重。我們提議礦山企業應按現行要求及礦山地質環境評價

匯報中提出方法和提議，采取對應方法，做好礦山地質環境保

護和地質災難防治工作。

四、其它開采技術條件

1、瓦斯

我礦于XXX年XX月，委托金沙縣救護大隊進行了礦井瓦斯

等級判定，其判定結果為：礦井絕對瓦斯涌出量為：xxm3/min,

相對瓦斯涌出量為:60.51m3/t;礦井絕對二氧化碳涌出量為:

6.328m3/min,相對二氧化碳涌出量為：21.26m3/t;確定為高

瓦斯礦井。

2.煤塵爆炸性：

依據“3月30日xxx煤炭產品質量監督檢驗站”判定匯報，

我礦B4.B3煤塵均無爆炸性危險。

3.煤層自燃發怒傾向性

依據“3月30日xxx煤炭產品質量監督檢驗站”判定匯報,

我礦B4、B3煤層均屬不易自燃。

4、地溫

本區屬正常地溫區，地溫梯度約為3℃/100叫當井下通風時

其巷內溫度通常可控制在25℃左右。

第二章、礦井各生產系統現實狀況

一、礦井開拓系統

1）礦井開拓系統

礦井開拓方法為平碉開拓，主井口標高+512.5m,風井標高

為+632.00m,井筒支護為錨噴、發石宣及工字鋼架棚支護，斷面

S=10.1m2,對已采完和未使用井巷全部進行了封閉。

2）采區巷道部署（采掘工作面及隊伍安排情況、勞動組織、

井下最大班人數）

礦井現劃分為二個水平，以+515運輸大巷為界，上水平分

為二個階段，即+515?+555和+555?+595階段，下水平為+515

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至+425階接?現在主用+§[§=土§§§01階段,，階段運輸巷部署在煤

層底板中，破石門進入B4.B3煤層，煤層運輸巷、回風巷均按走

向部署,X作面沿煤層傾向部署，階段運輸巷內設置車場形成

運輸系統。下水平設計部署3個階段，每100m一個階段，現正

在施工下水平主提升巷、+460石門及甩車場、+490m底板抽放巷

道。

采掘工作面均按“三八作業制”進行安排，掘進班組每小班

通.,”&2.采煤工作...,,A進工大理最多人..?人左右。

3）采掘布署

開采次序分區段開采，采取采區前進，區內后退式開采，先

采上解放層（B4煤層），后采下層B3煤層，B4煤層工作面形成

時部署網格抽放對工作面進行預抽，然后再進行回采。

采煤方法為：走向長壁采煤法，全部垮落法管理頂板、打眼放

炮落煤、人工裝煤、工作面采取40型可彎曲刮板輸送機運煤，煤

炭運至機頭位置裝入側卸式礦車，+555至+595水平（+595水平

已回采結束）由人工推到車場經提升巷絞車下放到+515運輸巷，

再由機車運出地面；+515至+555水平直接由人工推到車場，再

由機車運出地面。支護采取單體液壓支柱，排距1.0m,柱距1.0m,

“見四回一”支護形式，“三.八制作業”“兩采一準”作業方法。

掘進工作面煤層運輸巷、回風巷、切眼采取煤電鉆打眼，全斷

面一次爆破（煤巷分次爆破）人工裝殲，巷道支護采取11#礦

用工字鋼架棚支護，棚距1.0叫不足一架料位置采取前探梁護

頂；煤（殲）采取人工裝運，巖巷掘進采取YT28鑿巖機打眼，全

斷面一次爆破，裝巖采取17型耙斗機，發瑜作為永久支護，1T

礦車運輸，“三.八制作業”，礦井采掘接替正常，

二、礦井供電系統

礦井采取雙回路電源供電，1000千瓦柴油發電機作備用電

源，礦井關鍵設備有45KW絞車，11.4KW絞車，110KW固定空壓

機，2X5.5KW局部通風機等用電設備。

礦井地面供配電采取10kV和660/220V兩級電壓，一、二

級用電負荷采取雙電源供電。當一回供電電源發生故障，另一電

源可擔負負荷用電。

在礦井地面設有2座10/0.69/0.4kV變電所，在各變電所

視其情況設置功率因數自動賠償裝置，主井工業廣場地面變壓

器為SG-315/10/0.4,井下變壓器為KBSG-400/10/0.69,風井

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變壓器為SG-250/10/0.4,在變壓器容量大于315kVA變電所低

壓側均設置零序電流保護裝置。

地面照明電壓為220V,采取三相四線制。礦井生產照明和

生活照明分開供電，對移動設備供電回路設有漏電保護裝置。住

宅及辦公室采取熒光燈；主通風機房、機修車間、木工房等機器

房用白熾燈。

礦井主通風機房、空壓機房、瓦斯抽放泵站等需要照明場

所通常采取雙電源自動切換照明裝置來實現，部分場所采取應

急燈作為應急照明。

礦井按煤和瓦斯突出礦井設計，局部通風機采取雙電源供電，

采取兩臺專用變壓器、專用開關及專用電纜。掘進工作面中電氣

設備設有風電瓦斯電閉鎖，只有局部通風機開始運行后才能起

動掘進工作面電氣設備，一旦局部通風機停止運行或瓦斯超標，

風電瓦斯電閉鎖裝置立即切斷局部通風機供風巷道中一切電氣

設備電源。

井下運輸大巷、中央變電所、采區變電所、采掘工作面等均設

固定照明，照明電壓為127V,選擇ZBX型礦用隔爆照明綜合保

護裝置，照明燈具通常選擇DGS型礦用隔爆節能熒光燈，有旋

轉機械碉室選擇DGS型礦用隔爆白熾燈。

三、礦井通風系統

1.主通風機、安全裝置和儀表及規章制度、礦井配風量、

巷道阻力、通風設施

2653m3/min,總回風2712m3/min,等積孔1.62m2。主、

風井口高差120m,通風機房安裝有水柱計，礦井通風負壓

1.16KPa,自然風壓對礦井通風系統有一定影響，礦井通風系統比

XX煤

金

風，

回風

井口

安裝

KZT6

0-II

-NQ

16B

型通

風機全壓

型號臺風量(m3/min)靜壓（Pa）功率（Kw）

（參(Pa)

數見

下

表）;

一臺

運行

一臺

備

用，

功率

2X

90KW

,礦

井總

進風

量

類別

運行KZT60-II-N216B14207?2475905?3355952-35322X90

備用KZT60-II-N216B14207?2475905?3355952-35322X90

較穩定，通風能力能滿足安全生產需要，風機房有多種規章制

度和操作規程，風井安裝有防爆門和正反向切換風門。

2.礦井風量及分配

2179

m3/m

in,

實際

供風

備

量需風地點需風量實際供風量

2653

m3/m

in,

風量

分配

詳見

下

表：

序號

1225252

2300356

3174248

4208248

5226250

6180200

7208250

8208250

9250282

10200200

11合計

3.掘進通風及部署情況

掘進工作面采取壓入式通風方法，掘進通風選擇一臺

FDB-5型(2X5.5kw)配0500mm膠質風筒為破頭供風，安設于

回風口以外＞10米進風流中，在進風側設置一組正反向風門(兩

正兩反），風筒口距石責頭距離W5m,局部通風機實現“三專兩閉

鎖”，風機供風量滿足生產用風需要。

4.主通風和局部通風機供電

a、還未完全實現“雙風機雙電源”供電。

b、主扇電源不穩定,常常要切換至柴油發電機供電。

四、瓦斯抽采系統

1.抽采設備

我礦選最大抽氣速率

擇

2BE1-35

3-0型水

環式真

空泵作

為抽采軸功率電機功配用電機極限真泵重（整

轉速r/min

泵，電kW率kW380V空度mbarm3/hm3/min機）kg

機功率

110KW,

相關參

數見下

表：

型號

33mbar

2BE1-353-0464（皮帶）81110Y315S-4410068.33905

(-0.098MPa)

2.抽采管路

抽采管路采取高壓膠管將抽采鉆孔導管和鉆場匯流管緊密

聯結，做到密閉不漏氣，高壓膠管無120度以下急彎；匯流管和

鉆場瓦斯管連接，鉆場瓦斯管和巷道中分區瓦斯抽采支管連接；

和其它管路有顯著區分和標志，抽采主管路設置在+515m頂板

巷，高度大于1.8m,并固定在巷道壁上，和巷道壁距離滿足安

裝檢修要求，瓦斯抽采管件外緣距巷道壁大于0.1m。抽采管路

分岔處均設置有和安裝地點管徑相匹配控制閥門，主管上閥門

設置在井下關鍵分區點，確保每點進行撤安管路時，不影響其

它區域正常抽采；抽采管路安裝平直，拐彎處設有彎頭，無急彎

死彎，并保持一定流水坡度（通常為3%。）；抽采鉆場、門框架、

低洼處均設置有放水器；抽采管路跨越巷道時全部設置有門框架,

門框架設置全部不影響抽采、行車和行人安全；抽采管接頭、接

口做到緊密不漏氣；回風巷、回風石門等平巷安設管路，均設有

管子架，管子架距離小于5m,并把接好管子用卡子等固定在管

子架上。管路距離巷道底板全部大于300mm。在提升下山巷、回

風上山、總回風巷等傾斜巷道中安設管路，均采取防滑裝置（或

管卡）將管子固定在巷道支架或巷道壁上。管卡間距為15~

20m（巷道傾角W30。）；且提升下山巷抽放管路和礦車最外緣間

隙全部大于800mm;瓦斯抽采管路和電纜線分別敷設在巷道兩側。

抽采主管、干管及其和鉆場連接處裝設有瓦斯檢測和計量裝置。

3.抽采管材

抽采管材全部選擇PE管作為礦井瓦斯抽采管。

抽采主管PE—1.0/355（公稱壓力1.OMPa,壁厚26.1mm,

公稱外徑355mm、內徑302.8mm）

抽采干管PE—1.0/315（公稱壓力1.0MPa,壁厚23.2mm,

公稱外徑315mm、內徑268.6mm）

抽采支管「￡一1.0/160（公稱壓力1.01^2,壁厚11.8mm,公

稱外徑160mm,內徑136.4mm）

3.抽采孔部署

依據礦井煤層瓦斯壓力、瓦斯含量、透氣性系數等，確定礦

井抽采瓦斯基礎參數。

抽采鉆孔孔徑：設計礦井和**礦區相鄰，煤層硬度系數和煤

層透氣性系數比較靠近，現**礦區各煤礦瓦斯抽采鉆孔孔徑為

①64mm,抽采效果很好，而且施工方便，速度快；所以，設計確

定礦井瓦斯抽采鉆孔孔徑為664mm。

抽采半徑：依據該礦煤層透氣性系數和參考**礦區抽采實際,

初步確定：

B,煤層預抽煤體瓦斯鉆孔抽采半徑1.5m;

B3煤層預抽煤體瓦斯鉆孔抽采半徑3m;

礦井實施抽采過程中，應依據煤層瓦斯地質改變情況、抽采時

間等原因，合理調整鉆孔抽采半徑，總結出適合本礦瓦斯鉆孔

抽采半徑。

正常生產期間，在部署B4、B3煤層巷道時，同時在巷道上下

幫按每30m間距部署一個鉆場，在每個鉆場中沿煤層部署10-20

個順層抽放鉆孔，部署底板巷道時也是按30m間距在上下幫分

別部署鉆場，進行底板預抽，在部署采煤工作面時還要按3m間

距沿工作面傾斜方向部署抽放鉆孔，其深度以距回風巷保持

10m距離為準，瓦斯抽放鉆孔部署后立即進行瓦斯抽放，抽放

時間以實際檢測達成預抽效果后才能撤消，現在有在藉抽放鉆

孔300個以上。

五、瓦斯監控系統

監測系統主機：KJ90N型四臺（瓦斯監控、抽放監控各2臺），

一臺工作，一臺備用，監控系統于**9*月份升級完成，KFD-3

分站6臺，瓦斯傳感器KG9701,20臺，C0傳感器1臺，負壓

傳感器一臺，風速傳感器2臺，風門開關傳感器12套，設備開

停傳感受器12臺。

采煤工作面和回風巷及總回風巷均設置了KG900型甲烷傳感

器。采煤工作面回風巷甲烷傳感器報警濃度，1.0%CH4,斷電濃

度，1.5%CH4,復電濃度＜1.0%CH4；斷電范圍：工作面及其回

風巷全部本安型電氣設備。礦井配置了便攜式瓦斯檢測儀30臺o

總回風平巷測風站，關鍵通風機引風碉全部設置了風速傳感

器、壓力傳感器，關鍵通風機、局部通風機全部設備開停傳感器，

風井關鍵風門均設置風門開關傳感器，被控設備開關負荷側均

設置饋電狀態傳感器。甲烷傳感器、便攜式甲烷檢測報警儀等采

取載體催化元件甲烷檢測設備，按要求每7天使用標準氣樣和

空氣樣進行調校1次，每7天對工作面安裝甲烷傳感器甲烷超限

斷電功效進行了測試。

六、礦井提升系統

XX煤礦運輸系統：井口標高+512.5叫運榆大巷坡度在5%0以

下，為蓄電池機車運輸，有2臺5t蓄電池電機車（CDXT-5型），1

臺運行，1臺備用。有2臺硅整流充電機（型號CWZCA-90/132,輸

入電壓380V,輸出電壓132V,額定電流200A）。平碉暗斜井開

拓，有2級提升絞車，+595m主提升安裝有JTB-1.0型絞車，電

機功率45KW,+515下山安裝有一臺JTB-O.8型絞車，電機功率

為22kW,使用QBZ-80（120）N開關控制，Q18.5m+6X19鋼繩，

每次提升2個礦車。礦井平碉和斜坡均采取15kg/m軌型鋼軌,

600mm軌距，1.1m3箱型側卸式礦車裝載，主運輸大巷為蓄電池

機車運輸方法。各工作面煤殲在工作面運輸巷裝車后經人力推車

至各水平車場，經提升絞車提升或下放至+515m運輸大巷，組

列后經蓄電池機車拉出井，煤翻入工業廣場地面煤倉。殲石經過

地面殲石倉后再轉運到殲石山。

七、礦井排水系統

因我礦下山采區部分屬開拓準備期，上山水平經平碉水溝自

流排出她面，暫無排水系統。

八、礦井防塵、防火、供水

3月經xx省煤炭產品質量監督檢臉站判定，所判定煤層自燃及

發怒傾向性為“不易自燃”。5月安設C0傳感器一臺，C0檢驗

儀兩臺，關鍵密閉全部預埋檢驗管，天天對密閉內氣體進行巡

查采取檢支管檢驗C0,進行火區估計預報，在井下絞車室、車

場、采區變電所、及設備集中地點全部按要求備有一定砂，懸掛

有干粉滅火器。

在地面距井口40m位置建有防塵水池，經過主運輸大巷連接到

各采掘工作面，對各作業點進行灑水防塵。

第三章、礦井采掘布署調整

我礦堅持“采掘并舉，掘進先行”標準，嚴格采掘“三量”管

理，逐步實現“抽、掘、采”平衡；加強采掘施工現場管理，嚴

格根據《煤礦安全規程》及《防治煤和瓦斯突出要求》要求進行

采掘部署和調整。

一、開拓巷道調整及工程量

我礦上山水平關鍵開拓系統已經形成，而且儲量不多，也實

施了瓦斯抽采治災方法，現在采掘布署調整關鍵是+515下山水

平，+515下山水平第一階段開拓巷道調整關鍵有回風石門及斜

巷60m,人行上山220m,+490m底板抽放巷道300m,反石門60m,

累計640m巷道未施工。

2.采區巷道部署及工程量

我礦+515下山水平采區巷道關鍵有2114-2回風巷725m（其中

巖巷25m）,邊切眼130叫中切眼130m,2114-2運輸巷715叫

+490m底板抽放巷道380m,累計2080m巷道未施工，其中巖石巷

道400米，煤層巷道1680米。

+515上山水平還有1323-1運輸巷100m,回風巷50m;1333-1

運輸巷130m,開切眼120m,回風巷100m,1333-2運輸巷260叫

回風巷260m,開切眼130叫累計1150m。

3.采區及采掘工作面接替次序

現在采煤工作面有1334-2采面和1323-2采面，其中1323-2

采面可采期還有30天，1334-2采面可采期還有6個月左右，正

在準備有1323-1工作面和1333-1采面，1323-1采面結束后就

準備1333T采面。1323-2采面回采結束后由1323-1采面接替,

該采面能服務8個月左右。1333T采面接替1334-2采面。1333T

采面接替1323T采面，2114-2采面接替13337采面。

4.采掘部署及采掘隊伍安排

現在1323-2采面單產為斜長100mX采高1.35mX容重1.5X推

進度1m=202噸，1334-2采面單產為斜長150mx采高1.20mX容

重1.5X推進度1m=270噸，掘進回收煤日產50噸，正常日產量

522噸，能滿足年產15萬噸生產規模要求。

為了確保采掘接替要求,我礦計劃在+515m上山水平安排三個

煤巷掘進班組，在下山水平安排一個巖石巷道掘進班組，兩個

煤巷掘進班組，按“三八作業制”作業，掘抽采實施交替作業形

式，確保掘抽采平衡和達成治災目標和要求。每個掘進班組安排

5-6人作業，每個作業點均配置班組長、電工、瓦斯檢驗員和現

場管理人員負責現場管理。

5.采掘布署調整井巷工程統計表

類另寸巷道名稱工程量(m)備注

下

表：

序號

160

2220

3開拓巷道680

460

570

6725

7130

8130

準備巷道

9715

10100

1150

12130

13120

14100

15260

16260

17130

18110

第一節、瓦斯治理方案

堅持“安全第一、預防為主、綜合治理”方針，以建設本質安

全型礦井為目標，以瓦斯治理利用為關鍵，以預防瓦斯事故為

關鍵，以技術創新和管理創新為關鍵，堅持先抽后采、治理和利

用并舉方針，杜絕重特大事故，防范烘礦瓦斯事故，努力建設

本質安全型煤礦，確保能源供給安全和礦井可連續發展。

我礦為高瓦斯礦井，但因為相鄰XXX煤礦于10月10日在開采

過程中發生煤和瓦斯突出，被縣局列為按突出礦井進行管理礦

井。礦井瓦斯等級判定結果為：絕對瓦斯涌出量18.01m3/min,相

對瓦斯涌出量60.51m3/T;所以，我礦在開采B3、B4煤層瓦斯

治理上必需按含有突出危險性進行確定方案，必需嚴格落實實

施“通風可靠、抽采達標、監控有效、管理到位”瓦斯治理十六

字工作體系。

第二節、瓦斯抽采方案

1.采煤工作面采空區實施埋管抽放

2,采煤工作面實施本煤層順層抽放

3.煤巷掘進工作面實施超前抽放和掛耳抽放

4.施工底板巖巷實施穿層抽放

第三節、防治煤和瓦斯突出

第一小節、區域性防突方法

xx煤礦煤層為近距離緩傾斜煤層，依據相鄰礦井開采實際

情況，B4煤層無突出危險，能夠采取先開采B4煤層后采B3煤

層，由上往下剝皮開采，以降低下鄰近煤層突出危險程度。在B4

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煤層開采過程中，同時對B3煤層實施順層預抽，以處理首采B4

煤層時下鄰近煤層卸壓瓦斯問題。對于B4煤層不可采區域，應

先對B3煤層實施順層預抽。

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1、順層預抽防突設計：

(1)順層預抽防突鉆孔部署

順層預抽鉆孔采取在機巷內沿煤層傾向施工上斜順層鉆孔，

其中上斜孔50m深，孔徑42mm,沿工作面走向平行部署，鉆孔

距開切眼不超出5叫鉆孔間距2m,鉆孔封孔嚴實不漏氣，封孔

深度不低于8*

(2)順層預抽防突指標確實定

a、順層預抽單孔抽放量估計

經過**礦井實際考察，順層預抽單孔抽放量，平均為

18.9L/min,在此/古計單孔抽放量為10L/min。

b、首采煤層防突鉆孔控制范圍內瓦斯儲量。

W=WXB4=SXdXB4XHB4=500X120X1.55X18.83X1.3

=2276547m3

式中：S—防突鉆孔控制范圍

d一煤容重

B4一煤層瓦斯儲量

B4—煤層厚度

首采煤層防突鉆孔抽放量估計：Q=S/B.q

式中：S—防突鉆孔控制范圍

B一鉆孔密度5X60

q一單孔抽放量(1OL/min)

即：0=500X120/(5X60)X10X10-3=2.0m3/min

C.煤層預抽指標及抽放時間確定

按《防治煤和瓦斯突出要求》要求，煤層瓦斯預抽率大

于或等于25%作為防治煤和瓦斯突出預抽指標，其預抽時間為：

m2(V/X25%)/(30X1440XQ)

式中：印一抽放時間(月)

W一預抽鉆孔控制范圍內煤和瓦斯儲量總和

Q一防突鉆孔預抽量(m3/min)

m2(2276547X25%)/(30X1440X2.0)=6.58(月)

即順層預抽達6.58個月，其抽放型可達25%,以后該并B3

煤層采面能夠回采。

4.區域管路管徑選擇

采區抽放管管徑選擇參考白皎煤礦抽放系統要求，工作面

順層抽放選擇2〃無縫鋼管，采區主干管路選擇4〃無縫鋼管。

5.管路安設

2"無縫鋼管和水平主管相聯，沿采區總回風下山工作面機

（或風）巷聯接處，再經過4"無縫鋼管到抽放地點（抽放出口設

在總回風巷內）。

第二小節、區域防突方法

1）采區第一個采面正常投產后，在滿足順層預抽超前采掘

同時，要加大掘進石責頭超前長鉆孔預抽，盡可能消除掘進中煤

和瓦斯突出潛在危險。

2）加強鉆孔施工管理，鉆孔必需按設計施工，鉆孔驗收抽

查率不低于50%,杜絕鉆孔未施工到設計終孔。確保鉆孔終孔和

間距均勻，嚴格鉆孔封孔管理。

3）加強預抽和掘進回采階段效果檢驗資料搜集，不停總結

和完善預抽防突技術。

4）每個月應統計和整理鉆孔自排量和抽放瓦斯量，計算各預

抽區域瓦斯抽出率和抽放解放原量，并向礦相關領導匯報，方

便合理采掘部署。

5）礦組織相關部門對投抽工作面進行驗收，不合格應立即整

改，達成設計要求。每個月礦組織一次防突、抽放工作會，平衡

處理防突、抽放工作中出現問題、新矛盾。

第三小節、采掘工作面估計

一、采煤工作面估計

估計方法：鉆孔法

1.估計孔部署工作面煤壁下部，其方位和煤層走向基礎平

行，眼距1.0m?1.5m,傾角30°?40°,鉆孔必需穿過B3煤層

并進入B3煤層底板不少于0.2米，孔徑42mmo鉆孔采取MZ-1.2

型煤電鉆配以42mn鉆頭和1米麻花探鉆桿施工。

2、用專門封孔器封孔，封孔后測量長度應為1.0米。

3、從鉆孔進入B3煤層開始，每打1米測定一次鉆屑量（s）,

每打1.5米測定一次瓦斯涌出初速度（q）,按表一要求指標及

衰減程度指標判別突出危險性。

鉆孔法估計預報工作指標（表一）

突出危險性

參數名稱單位

突出危險突出威脅

最大鉆屑量（Smax）Kg/m26<6

最大瓦斯涌出初速度maxL/min?mN5<5

若出現只有q值超限但無顯著衰減，而s值未超限，也無其

它突出預兆特殊情況，則采取輔助指標衰減程度進行判別。衰減

程度(zag)按下式計算：

zag=qt5/qt1

式中：qt5---第五分鐘鉆孔瓦斯涌出初速度，L/min.m;

qt1----第一分鐘鉆孔瓦斯涌出初速度，L/min.mo

判別指標:zagW0.55,突出危險;

zag>0.55,突出威脅。

估計為突出威脅時，每個估計循環應留不少于2米超前距；

估計預報判定工作面前方為突出危險，則必需采取鉆孔排放方

法，消除其潛在突出危險。

二、掘進工作面估計

1)、突出危險性估計。

(1)、采取鉆孔法測試瓦斯涌出最大初速度(qmax)和鉆

屑量(Smax)估計突出危險性。

參數以下表。

單突出危險性

參數名稱

位突出危險突出威脅

最大鉆屑量(Smax)Kg/m26<6

最大瓦斯涌出初速度qmaxL/min?m25<5

（2）、估計鉆孔部署：鉆孔部署在煤體相對較軟軟煤分層中，

深度不低于870m,直徑①42,通常不少于3個，平行于巷道掘

進方向，上、下郝各1個，中間一個，控制巷道輪廊線外，上幫

大于5m,下幫大于3m。

第四小節、局部綜合防突方法

一、石門揭煤防突方法

我礦石門（斷層）揭煤均采取震動性放炮揭煤防突技術方法。

（一）、突出危險性估計及方法效果檢驗

采區石門（斷層）揭煤采取鉆孔法估計預報和方法效果檢驗。

1.在巷道頂板距煤層法向距離不少于10m處，施工地質鉆

孔，地質孔參數由礦技術人員負責設計，采集煤芯測定AP、千

值，計算綜合指標K值作為突出危險性判別指標。

K230突出危險

K<30無突出危險

同時掘至距煤層底板法向距離不少于10米時，施工隊必需

將巖石炸藥更換為3#煤礦安全炸藥，并嚴格按防突管理相關要

求和方法及實施。

2,若綜合指標K值超標即有突出危險時，石門（斷層）揭煤

工作面掘至距煤層法向距離不少于5m時，必需立即在磚頭施工

抽放鉆場，并停頭，同時安排在石責頭施工抽放孔，預抽揭煤點

煤層瓦斯。所施工抽放孔呈網絡狀均勻部署（5X5）,終孔間距

為2-3m,控制揭煤點四面不低于5m。只有經檢測揭煤點煤層瓦

斯預抽率達成25%以上時，方可恢復施工，繼續往前掘進。不然

必需采取延長抽放時間或補打抽放孔等補救方法。

3、恢復施工起，施工隊必需實施“探三掘一”探掘方法。

4、石門（斷層）揭煤工作面掘至距煤層法向距離不少于3.0m

或1.5m處，分別進行突出危險性估計，估計參數有鉆屑量S值、

鉆孔瓦斯涌出初速度q值，判別指標（見石門揭煤估計工作指標

表）。

石門揭煤估計工作指標

突出危險性

測試參數單位

突出危險無突出危險

最大鉆屑量SmaxKg/m26