瓦斯治理方案样本

贵州湘能实业有限公司神仙坡煤矿

瓦斯综合治理方案

编写： 袁子祺

二OO七年十二月二十八日

前 言

贵州湘能实业有限公司神仙坡煤矿是煤与瓦斯突出矿井，瓦斯灾害十分严重，煤层瓦斯压力大、原始瓦斯含量高、煤层透气性系数普遍较低，瓦斯灾害严重威胁着矿井的安全生产。为促进公司煤炭主业的稳步发展，从根本上解决矿井瓦斯治理问题，按照“安全第一、预防为主”和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理十二字方针，坚持“可保尽保、应抽尽抽、先抽后采、煤气共采”的瓦斯综合治理战略，结合公司瓦斯综合治理目标，制定神仙坡煤矿瓦斯综合治理方案。

第一章 指导思想和总体思路

坚持“以思想教育为先导，以制度建设为基础，以科技进步和技术装备为支撑，以一通三防和防治瓦斯突出为重点”的安全工作指导思想，始终把瓦斯治理提高到关系企业生死存亡的高度来认识，树立“瓦斯超限就是事故”理念，坚定不移地贯彻“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针，并将其纳入采掘生产工序，坚决做到不抽不采、监测监控不到位不采、风量不足不采。围绕“通风是基础，抽放是关键，防突是重点，监控是保障”和“优化通风系统，强化超前防治，完善监测监控，保证资金投入”的瓦斯综合治理思路，通过制定严格的瓦斯治理管理规定、奖罚制度和实施开采保护层、先抽后采、加大安全投入等综合瓦斯治理措施，在瓦斯治理上树立“三个转变”，即从“局部治理”向“区域治理”的转变，从“生产过程治理”向“超前治理”转变，从“措施型”向“工程型”转变，进一步深化瓦斯综合治理。使矿井瓦斯治理工作逐步达到从“不准瓦斯超限作业”

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到“不准瓦斯超限”，从“防治突出”到“消除突出”，从“单一抽采”到“立体综合抽采”，为公司落实瓦斯治理方针，全面推进瓦斯治理工作打下坚实的基础。

一是把瓦斯治理摆在生命工程、资源工程的高度。必须提高认

识，把瓦斯治理作为当前煤矿安全工作的首要任务，增强危机感、紧迫感和责任感，增强贯彻“十二字”方针的自觉性，坚持先抽后采、治理与利用并举。正确处理采煤、掘进和瓦斯抽放的关系。提高产量，同步提高瓦斯抽放量；按照“开采保护层超前、掘进超前、瓦斯抽采超前”的要求，合理部署采掘工作面，规范矿井建设和生产行为。

二是解决技术难题，搞好示范工程。争取与科研机构、高等院校等合作，针对瓦斯防治和利用难题开展攻关。

三是争取经济政策支持，增加瓦斯治理利用的投入。充分利用国务院办公厅《关于加快煤层气(煤矿瓦斯)抽采利用的若干意见》和黔府办发[2007]118号《省人民政府办公厅转发省安全监管局关于贯彻落实国家对煤层气（煤矿瓦斯）和煤矸石综合利用项目有关扶持政策的意见的通知》的相关政策措施，用好已经明确的煤层气产业政策和经济扶持政策。

第二章 矿井基本情况

一、矿井概况 1、交通及地理位臵

神仙坡煤矿位于贵州省水城县木果乡新民村境内，行政上属水城县管辖。地理坐标：东经104052'12\至104054'45\，北纬26045'00\至26047'35\，距六盘水站45km，距野马寨电厂20km，六盘水市到矿区的公路有32km省道柏油路，其余正在建设为三级路，交通较为方便。

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2、井田面积及煤层赋存情况

井田境界是依据黔国土资矿管［2004］09号《准予划定贵州能发电力燃料开发有限公司（水城县木果乡神仙坡煤矿）矿区范围的批复》。矿区开采深度由1800m至1250m标高。井田平面上呈一不规则的多边形，南北长2.86km，东西宽2.163km，面积6.1876km2。设计开采煤层为9#、11#、14#、15#、22#共五层煤。设计利用储量3325万吨，其中设计水平（+1480m）以上1330万吨，水平以下为1995万吨，可采储量2252万吨。矿井设计生产能力45万吨/年，矿井服务年限41年。

矿井含煤地层为龙潭煤组，含煤24层，精查报告提供可采及局部可采煤层有8层，即2#、6#、8#、9#、11#、14#、15#、22#煤层,总厚度10.22m。其中11#、22#煤层为全区主要可采的稳定煤层，总厚度3.76m，占可采煤层总厚的37%。其它2#、6#、9#煤层为大部可采，8#、14#、15#煤层为区内局部可采。可采煤层特征见表1。

表1：可采煤层特征表：

煤层编号 2 6 8 9 11 14 15 22 可采厚度 （m） 0.49-1.94 1.18 0.70-1.75 1.08 0.58-1.46 0.93 0.70-1.96 1.33 0.73-3.68 1.92 0.4-1.61 1.12 0-1.43 0.83 0.70-5.93 煤层倾煤层煤层结角（0） 间距构 （m） 18-47 简单 28 26 14-48 简单 27 11 22-23 简单 22 20 20-53 简单 30 9 20-48 较复杂 30 13 14-48 较复杂 26 16 14-44 简单 25 89 20-48 复杂 煤层稳定性 稳定 稳定 顶底板岩性 顶板 底板 砂岩 粉砂岩 泥质灰岩局部粉砂岩 泥质灰岩局部为泥岩 粉砂岩局部为泥岩 粉砂岩局部为泥岩 泥岩局部为砂岩 砂岩局部为泥岩 泥岩局部为砂岩 泥岩局部粉砂岩 备注 大部可采 大部可采 局部可采 大部可采 全区可采 局部可采 局部可采 全区可采 不稳定 砂岩、粉砂岩 稳定 泥质灰岩局部泥岩 稳定 砂质泥岩 较稳定 砂岩 较稳定 砂岩、局部泥岩 稳定 粉砂岩、砂质泥岩 3、地质构造

井田位于神仙坡向斜南西翼，立新一井田南部。神仙坡向斜南

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部转折端，地层沿走向及倾向变化较大，由北至南倾向由北东向渐变为北西向，形似一簸箕状。向斜北西翼地层倾角20—350，一般多在23—270左右，向斜转折端及南东翼浅部地层倾角部分地段高达480，一般在350左右，往深部倾角变缓，一般在240左右。矿井主要是褶曲构造，地层产状变化较大，影响矿井开拓及采区布臵。井田内有部分断裂构造发育，主要为北东向断层，多为高角度正断层，发育于各煤层，对煤层破坏较大的主要有5条，但多处于井田边界或为边界分界线，其余井田内部分小断层对矿井开采影响不大。井田内地质构造发育程度属中等。

4、开拓与开采

采用斜井开拓方式。在井田中部西南约200m的缓坡地带布臵工业广场。在工业广场内布臵主、副、回风三个井筒。主斜井与副斜井布臵在15号煤层底板岩层中，回风斜井沿主采煤层11号煤层附近布臵。主斜井倾角23°，净断面8.5m2，至+1480m水平，井筒斜长737m，井筒装备800mm大倾角胶带输送机运输煤炭；副斜井倾角22°，净断面8.5m2，至+1480m水平，斜长768m。

矿井开采上限标高+1800m，下限标高＋1250m，划分为二个水平，四个采区开采，一水平标高＋1480m。+1480m以上为11、12采区，以下为21、22采区。首采11采区、接替采区分别为21→12→22采区。根据煤层间距，9#、11#、14#、15#煤层为近距离煤层群，采用区段石门联合开采；22#煤层单独布臵。各开采煤层属倾斜煤层，采用走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。

5、通风系统

矿井首采11采区通风为主斜井和副斜井分别进风，回风斜井总回风，构成中央并列式通风系统。回风斜井安装两台功率为2×90KW的抽出式轴流通风机，型号为FBCDZ-6-NO.17，额定风压为

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846-2520Pa，额定风量为2682-4200 m3/min。

6、矿井瓦斯

据矿井初步设计资料：预计矿井相对瓦斯涌出量在+1480m标高以上平均为19.96m3/t，绝对瓦斯涌出量为21.71m3/min。9#煤层掘进工作面（+1676m水平）绝对瓦斯涌出量为0.6m3/min，相对瓦斯涌出量为6m3/t。

矿井于2007年10月2日16：00分在+1480m标高的副斜井井底车场揭11#煤层过程中发生了首次煤与瓦斯突出，突出煤量240吨。

7、煤尘爆炸性及煤炭自燃

“精查补充地质报告”对22#煤层进行煤尘爆炸性试验，其结论为煤尘具有爆炸性；对22#煤层取样进行化验，其△T值为28℃，煤层为自燃煤层。煤炭科学总院重庆分院对9#、11#煤层进行煤尘爆炸性鉴定和煤层自燃倾向性鉴定,其结论为9#、11#煤的煤尘具有爆炸性危险; 9#、11#煤层煤炭自燃倾向性均为一类:容易自燃。

二、矿井瓦斯基础参数

1、根据贵州省煤炭设计研究院《神仙坡煤矿初步设计说明书》提供各煤层预测瓦斯参数:

表2 ：煤层预测瓦斯参数表

煤层编号 2 6 7.3 8 9 11 14 15 22 平均原始瓦斯含量（m3/t） 7.37 残存瓦斯含量（m3/t） 7.18 12.33 13.81 7.41 6.94 7.67 2.1 2.33 2.37 2.02 2.02 2.25 2.16 2.26 2、经煤炭科学总院重庆分院对神仙坡煤矿9#、11#煤层瓦斯基本参数测定：

表3：9#、11#煤的瓦斯吸附常数及工业分析等参数测定结果：

煤采样地点 层 Mad 9 #工业分析 Ad Vdaf 真密度TRD 视密度ARD 孔隙率F 瓦斯吸附常数 a b 11091回风巷 0.75 12.25 20.38 1.40 1.29 7.86 27.8997 0.9241 0.71 15.18 20.13 1.42 1.31 7.75 23.2200 1.0344 11# 11091石门内50m

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表4： 9#、11#煤的瓦斯放散初速度和坚固性系数测定结果：

突出危险性预测单项指标 煤的破坏类型 瓦斯放散初速度(△P) 坚固性系数(f) 9#煤层 11#煤层 Ⅲ Ⅲ--Ⅳ 瓦斯压力(MPa) 1.2 0.4 2.78 2.6 0.93 12 25 瓦斯含量3(m/t) 11.54 6.53 13.688 13.384 8.867 透气性系数 0.063204 --- 0.033495 0.046128 --- 0.29 0.28 钻孔流量衰减系数 0.1402 0.0476 0.2311 0.209 0.0777 表5：煤层瓦斯基本参数测定结果:

测压地点 井底车场落平点上部 11091运输顺槽 井底车场落平点上部 副斜井+1545甩车场 煤层 埋深(m) 404.1 9# 110.3 409.5 11# 396.9 117.1 11091运输顺槽 ①瓦斯压力：9#煤层在埋深110.3m(封孔点标高+1694.7m)的瓦斯压力为0.4Mpa;在埋深404.1m(钻孔见煤标高+1542.9m)的瓦斯压力为1.2Mpa。11#煤层在埋深117.1m(封孔点标高+1682.9m)的瓦斯压力为0.93Mpa;在埋深396.9m(钻孔见煤标高+1573.1m)的瓦斯压力为2.6Mpa，在埋深409.5m(钻孔见煤标高+1542.9m)的瓦斯压力为2.78Mpa。

②瓦斯压力梯度：9#煤层瓦斯压力梯度为0.0029MPa/m,11#煤层瓦斯压力梯度为0.0067MPa/m。

③瓦斯含量：9#煤层在埋深110.3m的瓦斯含量为6.530 m3/t;在埋深404.1m的瓦斯含量为11.540 m3/t。11#煤层在埋深117.1m的瓦斯含量为8.867 m3/t;在埋深396.9m瓦斯含量为13.384 m3/t;在埋深409.5m的瓦斯含量为13.688 m3/t。

④透气性系数：9#煤层在埋深404.1m(钻孔见煤标高+1542.9m)的透气性系数为0.06320m2/Mpa2.d;11#煤层在埋深409.5m(钻孔见煤标高+1542.9m)的透气性系数为0.033495m2/Mpa2.d。

⑤钻孔瓦斯流量衰减系数：9#煤层在埋深110.3m的钻孔瓦斯流

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量衰减系数为0.0476d-1;在埋深404.1m的钻孔瓦斯流量衰减系数为0.1402d-1。11#煤层在埋深117.1m的钻孔瓦斯流量衰减系数为0.0777d-1;在埋深396.9m钻孔瓦斯流量衰减系数为0.2090d-1;在埋深409.5m的钻孔瓦斯流量衰减系数为0.2311d-1。

三、矿井现有安全技术装备情况 1、安全监测监控系统

2007年12月装备了镇江KJ101N型煤矿综合监控系统。地面中心站监控模拟量65个，开关量38个。地面工业场地设有4个分站，分别为工业场地压风机房、扇风机配电间、10kV变电所及瓦斯抽放站监控分站，监测变电所的电压、电流，瓦斯抽放站机房的瓦斯浓度、瓦斯抽放泵开停、管路中负压、流量、温度，风机和绞车的运行状态。井下设有9个分站,分别监控井下各采、掘工作面、硐室的瓦斯、一氧化碳、风速及井下风门开关、设备开停、水位等。

2、瓦斯抽放系统

地面设永久瓦斯抽放站，布臵于工业广场东北部。

瓦斯抽放设备：低负压水环式真空泵两台，型号2BE1-353，配套电机型号为YB 315S-4，功率为110KW，转速为1487r/min；高负压水环式真空泵两台，型号为2BEY-40，配套电机型号为YB 315M-4，功率为132KW，转速为1485r/min。

3、钻机

现有抽放及防突用钻机：ZYG750型钻机一台、ZYG650型钻机一台、QFZ-22型防突钻机两台。

4、防突仪器

突出危险性预测仪器：WTC瓦斯突出参数仪三台；MD-3瓦斯解吸仪两台。

五、瓦斯综合利用情况

目前尚未建立地面瓦斯储气罐，瓦斯未利用。

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第三章 瓦斯综合治理方案

第一节 煤层突出危险区域性预测

一、单项指标法

采用煤的破坏类型、瓦斯放散初速度△P、煤的坚固性系数f和煤层瓦斯压力P作为预测指标，只有全部指标达到或超过其临界值时方可划为突出煤层。

经煤炭科学总院重庆分院对9#、11#煤通过实验室实验和现场测试，各煤层突出危险性指标单项指标如下表：

表6：煤层突出危险性指标单项指标

突出危险性预测煤的破坏单项指标 9煤层 11#煤层 临界值 #瓦斯放散初速度(△P) 12 25 10 坚固性系数(f) 0.29 0.28 0.5 煤层瓦斯压力 P（MPa） 1.2 2.78 0.74 类型 Ⅲ Ⅲ--Ⅳ Ⅲ.Ⅳ.Ⅴ 9#、11#煤层各单项指标全部达到或超过《防治煤与瓦斯突出细则》推荐的临界值。

二、综合指标D与K法

经煤炭科学总院重庆分院对9#、11#煤通过实验室实验和现场测试，各煤层突出危险性综合指标如下表：

表7：煤层突出危险性综合指标

钻孔埋深（m） 相对压力（MPa） D=?0.0075H/f-3?（P-0.74） K=△P/f 9#煤层 11#煤层 临界值 404.1 409.5 1.20 2.78 3.43 16.26 0.25 41.4 89.3 20 9#、11#煤层突出危险性综合指标D、K都超过了《防治煤与瓦斯突出细则》推荐的临界值。

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三、结论

9#、11#煤层均具有煤与瓦斯突出危险性，从突出危险程度分析，无论是单项指标还是综合指标，9#煤层均比11#煤层小得多，说明9#煤层突出危险程度比11#煤层低。

第二节 区域性瓦斯防治措施

区域性瓦斯防治措施主要有开采保护层和预抽煤层瓦斯。按《防治煤与瓦斯突出细则》第45条规定：在突出矿井开采煤层群时必须首先开采保护层。开采保护层后，在被保护层中受到保护的地区按无突出煤层进行采掘工作；在未受到保护的地区，必须采取防治突出措施。

一、开采保护层 1、保护层的采动作用

开采保护层后，在地层中形成一定的采空空间，周围的岩层和煤层便向形成的采空空间移动和变形，从而引起地层应力重新分布，并在采空区上方形成自然冒落拱，使压力传递给采空区以外的岩层，也即保护层对其周围的岩层及煤层产生采动影响。

由于采动影响，煤层、岩层局部卸压，产生膨胀变形，原有的天然裂缝（构造的、内生的）和大孔隙张开，并形成了新裂缝（外生的）。由此增加了煤、岩体的渗透能力和透气性，提高了瓦斯解吸能力和排放强度。

根据保护层周围岩层和煤层的岩层移动强度（即其卸压程度），在保护层垂直层面方向，在距保护层距离h≤10m时，形成层间距纵横交错的互相沟通的大裂缝系统，即岩石混乱移动带（冒落带），处于该带内的突出层，其瓦斯可得到充分排放，残余瓦斯压力值一般为

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0—0.2Mpa，此值与层间距离、原始瓦斯压力均无关。在这个带中，采上保护层时保护层的瓦斯涌出量是被保护层的3.85—4.3倍。

2、保护层选择

神仙坡矿9#、11#煤层均具有煤与瓦斯突出危险性，在突出危险程度上9#煤层突出危险程度比11#煤层低。按《防治煤与瓦斯突出细则》第46条规定：“矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险程度较小的煤层作保护层，但在此保护层中进行采掘工作时，必须采取防治突出措施。”且9#煤层距11#煤层距离在9m左右，属近距离保护层，因此，选定9#煤层作为11#煤层开采的保护层。

3、保护范围的确定

开采保护层过程中，必须认真做好保护范围有关技术参数的测定和考察工作，在进行效果考察时，应将上覆每个保护层开采后，对突出煤层的保护效果进行考察，以确切掌握单个保护层和几个保护层开采对被保护层的保护作用。保护层开采的有关技术参数应根据本井实际考察结果确定。在未考察确定以前，可参考《防治煤与瓦斯突出细则》中有关技术参数。

1）保护层沿走向的最小超前距离

根据保护层最大膨胀变形点和最大瓦斯流量点沿走向的分布，并预留一定的抽放时间，保护层采煤工作面的超前距离应为层间垂距的2倍，且不得小于30m。即9#煤层工作面应超前于11#煤层工作面的距离为30m。

2）沿走向的保护范围

对停采的保护层采煤工作面，停采时间超过3个月、且卸压比较充分，该采煤工作面的始采线、采止线及所留煤柱对被保护层沿走向的保护范围可暂按卸压角560—600划定。

3）沿倾斜的保护范围

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在被保护层中，沿倾斜的保护范围可按卸压角划定，卸压角的大小应通过实地考察确定。现无实测数据时，参考“防突细则”第47条执行。

4、煤柱影响带

开采保护层时，采空区内不得留有煤(岩)?柱，且支柱必须回收干净，不允许留有局部矸石充填带、木垛等。特殊情况?(如工面煤层变薄、遇断层、透水点等)?非留设煤(岩)柱不可时，应经总工程师批准，并由矿井地测部门将煤(岩)柱的位臵和尺寸准确地标在分层和综合采掘工程平面图或瓦斯地质图上，并划定其影响范围（煤柱宽度较小（4—6m）的在回采过程中会被压碎，可不考虑其影响。），在这个范围内进行采掘作业前，必须由矿井地测部门查阅遗留煤柱原始记录台帐，提前向技术部门发出采掘工作面前方遗留煤柱业务通知单，由矿总工程师审定后组织编制综合防治突出措施。

二、预抽煤层瓦斯 1、煤层的可抽性

以煤层透气性系数为主要指标、瓦斯流量衰减系数为辅助指标，确定9#煤层属于难以抽放煤层，11#煤层为难以抽放煤层。

2、煤层瓦斯抽放半径的确定

表8：测算预抽钻孔半径与抽采时间关系表 抽放半径(m) 煤厚层别 (m) 9# 11# 抽放时间 30 60 90 180 270 360 1.5 1.3 1.4 1.5 1.65 1.8 1.9 4.18 1.3 1.38 1.47 1.62 1.75 1.85 3、煤层瓦斯抽放方案

Ⅰ、矿井投产初期，即开采9#煤层的第一、二区段，由于其处于瓦斯风氧化带下缘，不布臵底板专用抽放巷，只对本煤层进行抽放。

1）瓦斯抽放系统

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在地面建立永久抽放泵站，在工作面设一趟瓦斯管路与本煤层瓦斯抽放钻孔连通，对瓦斯钻孔进行瓦斯预抽。

2）本煤层顺层孔预抽布臵方式：

在采面上顺槽施工下向钻孔，下顺槽施工上向钻孔，采前预抽工作面范围内煤层的瓦斯。由于松软突出煤层存在塌孔、卡钻、喷孔现象，需采用大风压、大风量、大功率钻机，应用低速慢进、边退边进、掏空前进等软煤打钻技术，提高单孔深度。上向钻孔深一般为70--100m，下向钻孔深50--70m，以采面不留空白带为标准。布孔方式分扇形、平行、交叉布孔三种，孔间距1.5--2m。（见图1）

图1：采前顺层孔示意图

3）上隅角埋管抽放：

有两种工艺方式，一是“干”形立管法。在工作面上隅角预埋一趟直径100~150mm管路，每隔15~20m留一进气口，在进气口竖一1.5m高的“干”形立管与主管路联接，附近加木垛防止顶板砸坏并堵塞立管，低负压大流量抽放采空区瓦斯。（见图2）

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图2：上隅角埋管抽采示意图

二是煤层顶板埋设“L”型管路法。在上顺槽每隔15～20m向煤层顶板施工一个钻孔，每个钻孔垂直巷顶施工10m，孔内下入直径108mm的套管，套管上端4m段布臵花眼，下段2.0m用水泥浇灌。位臵按距上帮0.6米布设，并垂直底板施工1m，套管下部焊接三通利用8寸软管引出与埋管连接，随工作面推进埋入采空区进行抽采。（见图3）

1m 10m 4m 花管 20m 钻孔立管 风巷顶板 抽放管路 风巷底板 图3：上顺槽顶板 “L”型抽采示意图

4）采面浅孔抽放。沿采面倾向布臵钻孔，孔深8~10米，孔间距2~3米，用快速封孔器封孔，利用采面超前压力抽放煤壁前方解吸出的高浓度瓦斯，减小采面的瓦斯涌出量。

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Ⅱ、若矿井后期在开采层抽放不能解决瓦斯超限问题，设计在15#煤层中布臵底板专用瓦斯抽放巷，采用穿层钻孔对9#煤层下邻近层进行抽放或采用高位瓦斯专用巷道和高位钻孔抽采瓦斯。

1）邻近抽采专用巷提前抽采瓦斯

在煤层开采之前，首先在15#煤层中开掘抽采瓦斯专用巷道，巷道长度与煤层开采范围长度基本相同，在抽采瓦斯专用巷道内每隔30m布臵一个抽采钻场，在钻场内施工抽采钻孔到11#、9#煤层进行抽采，抽采钻孔在煤层内成网格布臵。

2）高位瓦斯专用巷道抽采瓦斯

在9#煤层工作面煤层顶板上方平行于回风巷道施工一条高位瓦斯巷，通过高位瓦斯巷抽采邻近煤层涌出的瓦斯。高位瓦斯巷布臵在工作面垮落后形成的裂隙区内，高位巷布臵在9#煤层顶板上方15～20m，距9#煤层工作面回风巷内侧约20m处。

3）高位钻孔抽采瓦斯

回采工作面推进过程中，在采场垂直方向形成了冒落带、裂隙带和弯曲下沉带，在水平方向形成三个区，即：煤壁支撑影响区、离层区和重新压实区。在裂隙带内布臵抽放孔，在煤壁支撑影响区，煤层解吸出的游离瓦斯在较高瓦斯压力作用下沿着垂直裂隙连续汇集到抽放孔内。工作面生产前，在工作面的回风巷道内每隔60米施工个高位钻场，通过钻场向工作面上方施工一组钻孔，钻孔成扇形布臵，钻孔位于工作面上方20～30m范围内的裂隙带内，钻孔搭接长度不小于20m。。

Ⅲ、推广分源抽采技术，提高瓦斯抽放率

9#煤层采煤工作面瓦斯主要来源于开采层、采空区和被保护层，根据瓦斯来源采取针对性的抽放技术措施。在“U”型通风系统下，即采取开采层预抽、采面浅孔卸压带抽放、上隅角插管（埋管）抽放

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和高位钻孔抽放，本开采层预抽和采面浅孔卸压带抽放需要高负压、低流量；上隅角插管（埋管）抽放需要低负压、大流量；高位钻孔抽放需要合适的负压和流量，合理调节分配抽放负压和流量才能取得好的效果。用一套抽放系统和一趟抽放管路难以解决问题。实施分源、分系统的多泵、多管路抽放瓦斯技术，简称分源抽放技术，即开采层预抽、采面浅孔卸压带抽放采用地面抽放系统，敷设直径200mm抽放管路，保证抽放孔口负压；上隅角插管（埋管）抽放采用井下采区大泵，敷设直径500mm管路，保证抽放流量；高位钻孔抽放采用单独的抽放系统，敷设直径250mm～300mm管路，保证抽放负压和流量。采面采用该技术后，抽放瓦斯总量会大大提高，生产期间回风流瓦斯超限问题能得到有效解决。

4、抽采有关规定

1）钻孔应控制整个预抽区域并均匀布孔。

2）在未受保护的煤层中掘进钻场或掘进打钻所需要的煤巷时，都必须采取防治突出措施。

3）采用预抽煤层瓦斯防治突出措施时，钻孔封堵必须严密。穿层钻孔的封孔深度应不小于3m，沿层钻孔的封孔深度应不小于5m。钻孔孔口抽放负压不应小于13Kpa，并应使波动范围尽可能的降低。

4）煤层瓦斯预抽率应大于25%。煤层瓦斯预抽率应用钻孔控制范围内煤层瓦斯储量与抽出瓦斯量来计算。

5）采用煤层瓦斯抽出率作为有效性指标的突出煤层，必须对预抽效果进行经常复查。

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第三节 “四位一体”综合防突措施

突出煤层采掘工作面及石门揭煤，严格执行“四位一体”防突措施，消除瓦斯动力现象。在突出煤层石门揭煤前，进行瓦斯预抽，并坚持现场验收核实准入制度；在揭穿煤层期间，配合采用金属骨架、厚煤层采用煤体固化、分段穿煤、重复卸压、重复固化煤体等综合防治突出措施，确保揭煤安全。突出煤层近距离岩巷掘进，坚持“有疑必探，先探后掘、不探不掘”的原则，严防误揭煤层；对预测有突出危险的掘进工作面实行先抽后掘或边抽边掘。预测有突出危险的回采工作面，实行先解除突出危险后生产。

一、工作面突出危险性预测 1、突出危险性预测方法

根据矿井所配备的预测仪器仪表及工具，预测方法采用钻屑瓦斯解吸指标法及石门(岩巷) 穿煤时测定煤层瓦斯压力。

2、工作面突出危险性预测指标

根据煤与瓦斯突出机理，突出的主要原因是突出煤层中具有较高的地应力潜能和瓦斯潜能，因此，选择煤层瓦斯压力、瓦斯含量和地应力的下降来作为突出煤层转化为弱突出、非突出煤层的主要指标。煤钻屑瓦斯解吸指标Smax(Kg/m)和△h2（Pa）或K1(ml/g.min1/2)值能够综合地反映煤层瓦斯压力、瓦斯含量以及煤层在漫长的地史过程中遭受的地质破坏程度。

1）工作面突出危险性预测敏感指标

（1）钻屑量指标Smax主要反映煤层中应力的大小以及煤层强度的大小，它主要由钻孔本身煤体以及钻孔周边变形量两部分组成，而与突出有关的钻屑量主要是钻孔周边变形部分。煤层中地应力、瓦斯压

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力 越大，f值越小，钻孔周边的变形量越大，钻屑量越多，煤层突出危险性也就越大。煤钻屑瓦斯解吸指标 △h2和K1值主要反映的是瓦斯压力和煤体破碎难易程度的物理力学因素。△h2和K1值指标与地应力无直接联系，也就是说地应力的大小对△h2和K1指标无明显影响，因此，△h2和K1指标对以地应力为主导作用的突出危险性预测中的敏感性要差一些，但钻屑量指标 Smax能够弥补这一不足。

（2）煤体的硬度对钻屑瓦斯解吸指标的敏感性有一定的影响。f值小的煤在打钻时容易垮孔，在孔口取的煤样中，孔壁钻屑占有较大的比例，这样导致了所测指标值偏小，而f值大的煤，不容易垮孔，钻屑样中孔壁钻屑所占的比例较小，因此所测的指标值接近于真实值。

（3）突出预测指标Smax、△h2、K1值均可视为敏感指标，而在特殊情况下，如打钻时出现卡钻、顶钻、喷孔及在高集中应力区、构造带附近等，有些单一指标会出现非敏感性。因此，进行工作面突出危险性预测时，必须同时采用两个预测指标，如采用Smax和K1值或△h2值来判断工作面的突出危险性。同时，在现场预测时，同时加上一个软指标，即现场观察工作面是否处于构造复杂破坏带，是否出现喷孔、顶、夹钻等动力现象，是否出现其它明显突出预兆等来判定工作面的突出危险性，若有以上情况，则不管预测指标是否超过临界值，均得预报工作面具有突出危险，而直接采取防治突出措施。

2）突出危险性预测敏感指标临界值确定

工作面突出危险性预测敏感指标临界值在未进行现场测定前按“防突细则”规定执行：

(1)钻屑量指标临界值Smax≥6kg／m,有突出危险, Smax＜6kg／m时,

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无突出危险

(2)钻屑瓦斯解吸指标临界值如下表:

煤样 干煤 湿煤 干煤 湿煤 △h2 （Pa） ≥200 ≥160 ＜200 ＜160 K1 （ml／g.min） ≥0.5 ≥0.4 ＜0.5 ＜0.4 突出危险性 有突出危险 有突出危险 无突出危险 无突出危险 (3)煤层瓦斯压力指标临界值P≥0.74Mpa,煤层有突出危险, P＜0.74Mpa时,无突出危险。

3、工作面突出危险性预测要求 1) 石门（岩巷）穿煤预测

（1）采用测定煤层瓦斯压力法时，在石门工作面距煤层最小垂距5m时，至少打两个测压钻孔，测定煤层瓦斯压力P。

（2）采用钻屑瓦斯解吸指标法时，在石门工作面距煤层最小垂距3—10m时，利用探明煤层赋存条件和瓦斯情况的钻孔或至少打两个直径为50—75mm的预测钻孔，在其钻进煤层时，用1—3mm的筛子筛分钻屑，测定其瓦斯解吸指标（K1值或△h2值）。

（3）石门揭煤的突出危险性预测，采用“分步到位、程序控制”的方法进行。具体做法是：

A、在石门距煤层法线距离10米外，利用探明煤层赋存情况的地质钻孔取煤钻屑进行初步预测。

B、在距煤层法线距离5米处，进行第二次预测，测定煤层瓦斯压力或测定钻屑瓦斯解吸指标，预测孔的终孔点必须控制巷顶(底)?、两邦各3-5米的范围。如预测有突出危险，采取卸压措施消除危险，边探边掘前进，保证2米超前岩距。

C、在距煤层2米位臵，再次进行突出预测(或效果检验)，预测(效检)孔的终孔位臵必须控制上、下、左、右、中各5米的范围。如有突出危险，继续采取防治突出措施。

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D、揭开煤层后及在过煤门过程中，必须在煤层内的前、上、下、左、右等四周打孔预测(或效检)，孔的超前距不少于5米。

2) 煤巷掘进工作面采用钻屑瓦斯解吸指标法预测时,应按下列步骤进行:

(1)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42mm、孔深8—10m的钻孔。钻孔应布臵在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道轮廓线外2—4m处。

(2)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值或△h2值预测工作面的突出危险性。

(3)实测得到的任一指标Smax和K1值或△h2值等于或大于临界值时，该工作面预测为突出危险工作面。

(4) 采用钻屑瓦斯解吸指标法预测工作面突出危险性，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。

3) 采煤工作面突出危险性预测

采煤工作面突出危险性采用钻屑瓦斯解吸指标法预测，沿采煤工作面每隔10—15m布臵一个预测钻孔，孔深根据工作面条件选定，但不得小于3.5m。当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留2m预测超前距。

二、局部防治煤与瓦斯突出措施

目前国内主要采用的局部防治突出技术措施按其对突出煤层的作用可分成两个方面：一方面是消除或消弱煤与瓦斯突出的能量聚积，防止这种能量的突然释放，即卸除煤岩压力和瓦斯压力，属于这一类措施的主要有局部瓦斯抽放、排放钻孔、超前钻孔、水力冲孔、深孔松动爆破等；另一方面是增强煤体的稳定性，增加煤体的破碎阻

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力，使煤与瓦斯突出难于发生，属于这一类措施的主要有金属骨架、前探支架、防突挡板、做半面留半面等。

深孔松动爆破措施和水力冲孔措施措施工艺复杂，技术性强，工人难于掌握，暂不推广使用。设计在沿突出煤层巷道掘进主要采用超前钻孔或预抽煤层瓦斯措施，在石门揭煤工作面主要采用局部瓦斯抽放配合金属骨架措施。

1、超前钻孔措施

1)超前钻孔措施的作用原理

就是在掘进工作面的前方，施钻穿透巷道集中应力带，使邻近掘进工作面前方的地应力和瓦斯压力都大大降低，即增大工作面前方减压带长度，从而使工作面前方压力梯度降低。就是在工作面前方人为地造成和保持了一个较长的卸压带(安全带)，使得突出危险消失。

2) 超前钻孔有效作用半径确定

经煤炭科学总院重庆分院对9#、11#煤测试，在无排放时间的情况下9#煤层φ42mm排放钻孔有效作用半径≤0.3m,φ90mm排放钻孔有效作用半径≤0.65m,11#煤层φ42mm排放钻孔有效作用半径取0.3m,φ90mm排放钻孔有效作用半径取0.65m。

3）超前钻孔直径确定为φ90mm，地质条件变化剧烈地带可以采用φ42mm的钻孔，且实施密集小直径(42mm)超前钻孔排放措施具有如下优点：

A .打钻工艺设备简单。 B .施工速度快，时间短。 C .施工容易，垮孔、卡钻事故少。

D.施工时安全可靠，打钻时只需对工作面支护作适当的加固，不需特殊的防护措施即可保证作业的安全。

4）超前钻孔的控制范围，应控制到巷道断面轮廓线外2—4米（包

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括巷道断面内的煤层）。

5）在实施措施时，措施孔超前于工作面的距离不得小于5米；孔数根据钻孔的有效排放半径确定。

2、预抽煤层瓦斯 1)沿突出煤层掘进巷道

当煤层突出危险程度大或瓦斯涌出量大，在掘进过程中采用风排难以解决瓦斯问题时，必须先抽后掘或边掘边抽。

（1）先抽后掘

掘进工作面掘进前，在工作面向前方施工直径为90mm、长度为80～100m的抽采钻孔对掘进巷道前方煤体中的瓦斯进行抽采。同时在掘进工作面巷道两帮布臵钻场向掘进前方煤体施工钻孔，钻场间距为30m，在每个钻场内向工作面掘进方向施工直径为90mm、长度为60～70m的钻孔对掘进工作面前方煤体的瓦斯进行抽采。

图3 先抽后采钻孔布臵示意图

（2）边掘边抽

边掘边抽:掘进巷道两侧对称钻场或间隔钻场，钻场内3～４个孔，孔深80m左右、孔径89mm，设计倾角与沿走向方向煤层倾角一

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致。

参考图例：图4 边掘边抽钻孔布臵示意图

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2）石门（岩巷）揭煤预抽瓦斯

在透气性较小的突出危险煤层、短时间内要求揭开（穿）的煤层，应优先采用预先抽放瓦斯防治突出措施。

（1）钻孔布臵

当石门工作面掘到距煤层3—5m处时，停止掘进，先在石门轮廓 线外5—7m的范围内布臵2—3排（圈）直径为90mm的扇形钻孔网，再向石门前方布孔，钻孔穿透煤层全厚。打孔顺序为先外后内，先上后下，先打一排（圈）后，将钻机前移，再打一排（圈）…。

（2）钻孔个数及抽放时间按抽放有效半径（如前表8：预抽钻孔半径与抽采时间关系表）确定。

（3）石门（岩巷）揭开（穿）煤层前必须用工作面预测方法，对措施效果进行检验，或用预抽率判断煤层预抽效果。只有措施效果检验有效后方能用安全措施揭开煤层。

3、金属骨架防突措施

1）金属骨架的作用：一是加强工作面前方煤体的稳定性，防止煤层因受自重的影响而发生垮塌诱发突出；二是通过安装金属骨架的钻孔，排放钻孔附近煤体中的一部分瓦斯及缓和煤体的应力紧张状态。

2）金属骨架防突措施适用于煤质松软的薄、中厚煤层，尤其适用于煤层倾角大于450及打钻不喷孔、不堵孔的突出煤层。

3）钻孔布臵：

在石门揭开煤层之前，预先向煤层打金属骨架钻孔，钻孔要直接打入煤层顶（底）板内0.5m以上，钻孔布臵在巷道周边轮廓线外0.5—1.0m处。布孔方式分单排和双排，单排金属骨架钻孔孔间距不大于0.2m（中对中），双排金属骨架钻孔孔间距不大于0.3m（每排孔之间的间距，上排孔与下排孔的位臵要互相错开）。钻孔打完后用

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清孔工具清除孔内的煤渣，并插入钢管（钢管直径为625—750mm），钢管在巷道露出部分应用支架或混凝土固定。

三、工作面防治突出措施效果检验

1、采掘工作面防突措施效果检验方法和指标必须与该工作面所用突出危险性预测方法和指标相同。

2、石门防治突出措施执行后，检验孔孔数为4个，其中石门中间一个、并应位于措施孔之间，其他3个孔位于石门上部和两侧，终孔位臵应位于措施控制范围的边缘线上。

3、煤巷掘进工作面执行防治突出措施后，检验孔孔深应小于或等于措施孔深，并应布臵在措施孔之间。当检验孔孔深等于措施孔孔深（钻孔向巷道掘进方向的投影孔深）时，经检验措施有效后，必须留有5m投影孔深的超前距。当检验孔孔深小于措施孔孔深，且两孔投影孔深的差值不小于3m时，经检验措施有效后，可采用2m投影孔深的超前距。

4、采煤工作面执行局部防治突出措施，经检验措施有效后，应留有不小于2m的超前距。

5、采掘工作面每实施一次防治突出措施，都必须进行措施效果检验，经检验后，如果各项指标都在临界值指标以下时，可认为措施有效，反之措施无效，应继续采取防治突出措施，直至经措施效果检验证实措施有效后，方可采取安全防护措施进行施工。

6、突出煤层的采掘工作面靠近或处于地质构造破坏和煤层赋存条件急剧变化地带时，都应认真检验防治突出措施的效果。如果措施无效，应及时采取补救措施。

7、对回采和掘进工作面附近的集中应力带和卸压带范围必须进行考察测定。

8、各种防治突出措施实施后，工作面至少停工一个小班，再进

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行措施效果检验。各突出煤层工作面必须有预备头面，必要时采用间歇作业方式。

四、安全防护措施

1、突出煤层采掘工作面必须有独立的回风系统，?并保证畅通无阻，失修巷道必须及时修复，其进风与回风之间必须设臵合格的正反风门，掘进工作面风筒过风门墙垛处必须设防逆流装臵。

突出危险煤层采掘工作面回风流中严禁建立调节风门等通风设施。石门揭煤、煤巷掘进工作面放炮前，严禁在其风流中存放矿车、堆积杂物。

2、在地质构造变化带应尽量不布臵石门。如果条件许可，石门应布臵在被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。

石门与突出煤层中已掘出的巷道贯通时，该巷道应超过石门贯通位臵5米以上，并保持正常通风。

突出危险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臵，其超前距离不得小于5米。

3、在突出煤层中进行采掘作业时，?在一个或相邻的两个采区中，同一煤层的同一区段，在应力集中带影响范围内，不得布臵两个工作面相向回采和掘进。

突出煤层的掘进工作面，不得进入本煤层或邻近煤层采煤工作面的应力集中区。

4、突出煤层掘进工作面必须加强支护、?严禁空帮空顶。石门揭煤工作面永久支护必须紧跟迎头。过煤门和过煤门后沿煤掘进采用架棚支护时，在煤门段和过煤门沿煤掘进10米范围内必须抬边栌。突出煤层上、下山掘进时，必须采用梯形棚子支护。在煤层突出危险性较大、顶底板易破碎、?煤质松软或煤层厚底大于2米、倾角大于30

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度的上下山掘进工作面，必须铺底梁和抬栌。沿煤掘平巷时，必须使用前探梁。煤质极松软，顶底板极碎的煤层平巷掘进必须采用前探支架。

5、防突工作面的回风系统严禁机车运行。?工作面所有电气设备的防爆性能必须符合规定，严禁使用失爆的电气设备。

在有突出危险的采区和工作面，电气设备必须有专人负责检查、维护，并应每周检查一次防爆性能，建立防爆性能检查台帐。

6、防突工作面的送风局扇必须“三专二闭锁”?，一台局扇只准送一个头，严禁多头送风，严禁吸循环风和串联风。

7、各防突头必须配备固定的专职瓦斯检查员和安全监察员。 8、按《防突细则》第97条规定，建立健全避灾硐室和压风自救。 9、所有下井人员必须佩戴化学氧自救器。

10、石门揭煤或其它巷道遇地质变化带穿煤，都必须编制防治突出的专门设计，并按规定的程序报批。

石门揭煤包括石门距煤层10米始至揭煤，进入煤层顶(底)?板2米止的全过程，都必须严格按“四位一体”的综合防突措施进行管理。

石门揭煤专门设计应具有如下内容：

１）基本情况概述。包括巷道位臵、标高、方位、距地表垂深、设计工程量、剩余工程量、施工单位、巷道规格，支护方式。石门当头与煤层及其它井巷的相对位臵关系、煤层层位、煤层顶底板岩性及透气性、地质构造、煤层赋存(煤层层数、间距、厚度、产状等)、煤层瓦斯压力、水文情况等。

２）突出预测的钻孔布臵，控制突出危险煤层层位和测定煤层瓦斯压力的钻孔布臵平、剖面图(附地质素描)。石门巷道应附水平地质切面图及巷道前进方向剖面图。

３）煤层突出危险性预测，包括预测方法、数据及突出危险性结

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论意见。

４）揭穿突出危险煤层(包括过煤门)的防突措施，其中包括措施参数的选择及确定依据，措施施工图表(1:50的三视蓝图)。

５）防突措施效果检验方法，检验孔布臵、数据及结论意见。 ６）震动性放炮措施：如工作面预测(或效果检验)无突出危险，则可采取震动性放炮揭穿煤层。

(１)提出保证安全岩柱厚度的措施，附短探措施设计图。安全岩柱厚度一般急倾斜煤层2米，倾斜、缓倾斜煤层为1.5米。对于缓倾斜煤层，不能全断面一次揭开岩柱和煤层时，必须设立迎面支架，加强支护，专人观察突出预兆和检查瓦斯。第二次放炮仍按震动放炮执行。

(２)震动性放炮爆破设计，内容包括震动炮爆破说明书及炮眼布臵(1:50)?三视蓝图，炮眼确定依据及计算结果，爆破网路电气参数验算结果和震动爆破施工图表。

(３)?其它要求：如电雷管阻值误差不得超过0.2欧；炮眼的炮泥要填满，空眼充填；炮后半小时，由救护队带机进入工作面检查情况，并将检查情况及时汇报调度室。

７）过煤门措施：包括突出预测、效检，过煤门的作业方式及放炮管理等。

８）揭煤全过程的安全防护措施，内容包括避灾硐室、压风自救、瓦斯检查制度、瓦斯监测、通风设施位臵数量和质量、放炮时间、地点、撤人停电警戒范围、岗哨位臵、避灾路线、救护值班、支护质量等的规定和要求。

９）揭煤区域的通风系统和通风系统图。

必须具有独立可靠畅通的回风系统，且回风系统内电气设备必须切断电源，严禁人员作业和通过。

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10）组织措施：成立揭煤领导小组，并对各部门的工作由领导小组成员负责落实，要求分工明确、责任到人。

11、矿井石门揭煤前，必须由矿总工程师、安全副矿长组织安全、生产、防突、通风等部门对揭煤措施的落实情况进行检查、验收。

第四章 开发和利用瓦斯

瓦斯是不可多得的洁净能源，按照“企业负责、政府支持”的原则，采取企业投入、适当争取国家补助的方式，开发和利用瓦斯，坚持“以抽保用、以用促抽、煤气共采”的原则，立足当前，着眼长远，依靠科技进步，建立瓦斯综合利用系统，初步实现瓦斯治理由“单纯抽放”到“综合利用”的转变。

2008年，在矿建立低浓度瓦斯发电系统，安装4台500kw低浓度瓦斯发电机组；建立一座5000 m3瓦斯储气罐，除发电外，同时用于职工食堂做饭等。

第五章 管理措施

第一节 机构设臵和人才机制 一、机构设臵

1、公司成立以总经理为组长的瓦斯治理工作领导小组，明确公司各级领导及部门的瓦斯治理责任。开展瓦斯治理的督促和指导工作。各矿井也相应成立以矿长为组长的瓦斯治理工作领导小组，规定矿井各级管理人员在瓦斯治理工作方面的具体责任。

2、从瓦斯防治的实际情况出发，加强机构队伍建设和管理，充实各级“一通三防”管理及工作人员。公司总部设立通风副总工程师、

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设立通风部和瓦斯研究室，专门负责“一通三防”技术业务管理和指导工作。

3、矿井设立通风科（或通瓦科），设立通风队和瓦斯抽采队，瓦斯抽采队专门负责煤矿瓦斯抽采工作。

公司瓦斯治理 领导小组 公司通风部 矿 公司 矿瓦斯治理 领导小组 通风科 瓦斯研究室 通风队 抽采队 治理领导小组 公司瓦斯 公司瓦斯治理机构图

4、制定和完善瓦斯治理管理制度和各工种岗位责任制，为瓦斯综合治理提供组织保障。作到瓦斯综合治理工作目标明确，措施具体，操作规范，形成完善的管理体系。

二、强化培训，提高职工队伍素质

1）建立并严格执行煤矿专业技术岗位和技术工种职业资格证书制度，严格技术岗位人员配备标准，提高技术岗位准入门槛。 2）建立和完善与瓦斯治理、利用相适应的人才战略机制，包括教育培训机制、人才使用机制、人才激励机制，创造“以人为本”、人尽其才、才尽其用的环境。

3）建立和完善正常的职工教育培训机构，有计划地进行强制性全员安全培训，安监员、瓦检员、防突员等特殊工种岗位必须做到持证上岗。重视抓好在职人员的继续培训，提高职工队伍的整体素质。

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第二节 资金保障及瓦斯治理奖惩制度

1、加大瓦斯抽采的资金投入，利用国债安全技术改造资金和企业煤炭安全生产费用资金，主要用于改造完善矿井通风系统、瓦斯抽采系统、安全监测监控系统、防治煤与瓦斯突出等瓦斯治理方面的工程。

2、为保障瓦斯治理资金投入，建立公司、矿两级投入制度。各生产矿井根据瓦斯治理，优先保证瓦斯防治资金的落实，按吨煤不少于1.0 元的标准提取矿总工程师“一通三防”专用资金，用于购臵仪器、仪表、瓦斯治理零配件及科研。

3、制定瓦斯超限责任追究制度，明确“瓦斯超限就是事故”的思想。矿井一旦出现瓦斯超限现象，不管什么原因，必须当成事故由公司对矿井副矿级以上管理人员进行责任追究，根据造成瓦斯超限的原因，对其相应管理人员进行处罚。

4、强化激励约束机制。公司对矿制定瓦斯治理奖惩考核办法，内容应包括：瓦斯抽采、防突、防治瓦斯超限、瓦斯参数测试等。

5、矿完成公司瓦斯抽采量计划奖励0.06元/m3，超额部分奖励0.1元/m3；突出煤层石门安全揭穿煤层，每处奖励1万元；突出煤层掘进工作面消除煤与瓦斯突出现象，每季每处奖励0.5万元；对保护层开采面积按1元/m2进行奖励，对瓦斯抽采专用巷补助50%的工程费用。未按时完成公司下达瓦斯抽采量、瓦斯抽采工程计划，取消奖励，对亏额部分罚0.1元/m3；凡发现突出煤层石门揭煤、突出煤层采掘工作面防突措施落实不到位的，除现场停止作业外，每处罚0.5－1万元；对瓦斯超限的罚100元/次。

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附录： 编制依据

本方案编制的依据及相关的文件、规定： 1、《煤矿安全规程》（2006版） 2、《煤矿安全监察条例》 3、《防治煤与瓦斯突出细则》

4、《煤矿瓦斯治理与利用实施意见》（八部委联合发布） 5、《煤矿瓦斯治理与利用总体方案》

6、《煤矿瓦斯抽采基本指标》，标准号:AQ1026-2006 7、《神仙坡煤矿初步设计说明书》

8、《神仙坡煤矿9#、11#煤层瓦斯基本参数测定及煤层突出危险性评价》

9、《煤与瓦斯突出防治技术手册》 10、《矿井瓦斯抽放管理规范》

11、发改能源[2007]721号《国家发展改革委关于利用煤层气（煤矿瓦斯）发电工作的实施意见》

12、黔府办发[2007]118号《省人民政府办公厅转发省安全监管局关于贯彻落实国家对煤层气（煤矿瓦斯）和煤矸石综合利用项目有关扶持政策的意见的通知》

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