金河 2010年瓦斯专项治理方案4.23定稿

兴文县金河煤矿

瓦斯专项治理方案

业 主：矿 长：编 制：《一矿一策》

兴文县金河煤矿 二0一0年度

王良森 曾乾均 王建中

兴文县金河煤矿 瓦斯专项治理方案 《一矿一策》 二0一0年三月

为坚持安全第一，瓦斯为天，坚持从“管理、装备、培训”三并重原则，和“先抽后采、监测监控、以风定产”瓦斯治理的十二字方针，及实现“通风可靠，抽采达标，监控有效，管理到位”工作体系，结合金河煤矿2010年瓦斯灾害和瓦斯专项治理工作实际 ，特制定本方案。

一、矿井安全生产现状 （一）基本情况

金河煤矿位于宜宾市兴文县城西约6.5km，行政区划属兴文县古宋镇梧桐村及桂花村管辖。距原久庆镇约2.0km，有乡镇公路在久庆镇与古(宋)—巡(场)公路相接，东距古宋6.0km，西距巡场60.0km，交通方便。

矿井先期：1957年-1963年办铁厂、硫磺厂，1964年成立兴文一煤厂（属于国营性质），开始生产煤炭，1996年企业破产。

矿井后期：企业破产后，几经变换业主，现为私营股份制企业，采矿许可证登记开采K6煤层，采矿许可证有效期至2013年11月。设计生产能力为6万吨/年，2005年9月大地工程开发有限公司核定该矿生产能力为9万吨/年，矿井开采K6煤层，还有可采储量178万吨，按生产能力9万吨/年计算，剩余服务年限19.8年。目前矿井的各种证照（六证）办理齐全且合法有效。

矿井因2008年9月5日煤与瓦斯突出事故停产整顿，2010

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年1月底恢复整改，现未组织采掘生产，仍在进行系统整改中。

矿井现有在册员工148人，井下在册人员122人（实行“早、中、晚”三班制组织整改生产系统，井下同时作业最大单班人员45人），配备有矿长4人，技术负责人1人，专职安全员5人，瓦检员14人，爆破工8人，测风员1人（兼职），防突工4人,电工4人，机车司机3人,绞车司机7人，把钩工3人，主扇司机2人，炸材库管员1人，监控系统管理员3人等特殊工种人员，经有资质培训单位培训合格，持有效资格证上岗。

安全管理机构健全，安全责任体系明确，成立了安全生产领导小组，设立安全科、技术组、矿办室、机电组、防突队等职能部门，并积极发挥作用，安全工作逐步走入正轨。

（二）矿井现状

1、矿井瓦斯等级灾害情况

根据宜宾市经济委员会文件“宜市经煤”【2006】420号《宾市经济委员会关于全市煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》，梧桐井绝对瓦斯涌出量为4.48m/min；矿井相对瓦斯涌出量为32.27m/t.d，矿井绝对二氧化碳涌出量为0.40m/min，矿井相对二氧化碳涌出量为2.88m/t，矿井属煤与瓦斯突出矿井。

煤矿开采至今共发生60余次煤与瓦斯动力现象，突出煤量由几十吨至上千吨，2008年9月5日施工抽放孔时发生煤与瓦斯突出，造成18人死亡的重大事故。

根据2004年四川省煤炭产品质量监督检验站检测报告，K6

煤层煤尘无爆炸性危险。

3

3

3

3

3

根据2004年四川省煤炭产品质量监督检验站检测报告，煤层自燃发火倾向性为不易自燃。

2、矿井开拓开采系统及布臵方式

矿井开拓方式为平硐暗斜井开拓，两级暗斜井，有两个井筒，即主平硐和回风斜井。主平硐井口标高+409.528m，主平硐长1000米，主要用作矿井进风、辅设管路和缆线、行人及运煤，为矿井的主井口；回风斜井井口标高为+533.909m，为矿井的主要回风井。矿井井筒主要特征详见表2-1。

表2-1矿井井筒主要特征表

巷道 名称 净断面 宽度 高度 面积 坡度 (m） (m） (m) 2长度 巷道 支护 断面 (m） 性质 方式 形状 砌碹主要用途 主平硐 2.2 2.0 3.9 3～5‰ 1000 岩巷 半圆 运输、行人、进风等 回风 支护 拱形 砌碹半圆 回风斜井 2.2 2.0 4.4 26° 200 岩巷 支护 拱形 矿井为二级提升，一级提升下山和一级行人下山均布臵在K5煤层中，倾角25°，长度200m，落平于+328m标高；二级提升下山和行人下山布臵在K5煤层中，倾角25°，长度160m，落平于+256m标高，矿井+260m水平运输大巷布臵在K6煤层顶板中，通过石门与煤层相接。在+330m水平K5煤层布臵有水平回风大巷，总回风斜巷布臵在矿井西翼K5煤层中，长度530m，倾角26°。

矿井开采深度为+400m～+100m标高，整个矿井划分为三个水平，一水平开采标高范围为+400～+330m，该水平在西翼边界还剩有400m未回采；二水平开采标高范围为+330～+260m，该水平在西翼边界还剩有490m未回采；三水平开采标高范围为

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+260～+100m，该水平还未开采。每个水平布臵有车场、岩石集中运输巷、回风平巷、回风上山。这样，由主平硐、提升下山、行人下山、井底车场、岩石运输巷、回风平巷、回风上山、总回风巷及回风井构成矿井开拓系统，开拓系统较合理。主平硐、提升下山、行人下山、井底车场、岩石运输巷作为主要的运输、提升、行人、排水和进风大巷，主要担负着通风、运输、提升、行人、铺设管路及缆线、排水等重要生产任务；回风平巷、回风上山、总回风上山和回风井是矿井的主要回风大巷，主要担负着矿井回风的任务。

矿井目前的生产水平为+400～+330m水平西翼边界400m范围和+330～+260m水平西翼边界490m范围，作为目前采掘调整的主要区域。

3、采煤方法及回采工艺

A、采煤方法：由于矿井煤层倾角25-27°，属倾斜煤层，采用走向长壁后退式开采。

B、回采工艺：工作面用MZ-1.2型煤电钻打眼,三号煤安炸药、瞬发电雷管起爆，放炮落煤，工作面溜槽自溜至煤眼下口装车后编组外运。采用单体支柱控制顶板,排距和柱距均为0.8m，自然垮落法管理顶板，最大控顶距3.2m，最小控顶距2.4m。

4、巷道掘进

整改工作结束以后，准备三个K5掘进工作面。巷道的施工方式为钻爆法施工，采用MFB-100型发爆器启爆。成巷方式为全断面一次成巷分两次爆破（即煤炭作为掏槽先行爆破后，再打岩

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石眼装药爆破）。人工装矸运输至矸石仓溜到石门再装车编组外运。煤层主要巷道(18kg/m工字钢制作)使用金属支架支护，煤层一般巷道,采用木支护,巷道形状梯形,棚距1.0m,掘进采用金属前探梁或木顶柱作为临时支护，永久支护距碛头不大于5m。

5、通风系统

（1）通风方式：矿井采用中央分列式通风方式。 （2）通风方法：矿井通风方法为主扇风机抽出式通风，两台主扇风机型号为：FBCZ-NO12（45KW）。主平硐为矿井进风井，断面积4.0m，总进风量1030 m/min，回风井为总回风井断面积为3.9m，总回风量1050m/min。总回风巷瓦斯浓度为0.1％,二氧化碳浓度为0.05％。

（3）采区通风：矿井无不合理的串联通风、扩散通风、采空区通风等 ，各采掘面实行了独立通风。

各掘进工作面拟采用一台JBT51-2型局扇机压入式通风方式，碛头有效风量140 m/min以上，局扇风机安装位臵巷道通过的新鲜风量达到230 m/min以上，掘进工作面回风流瓦斯浓度0.1-0.3％，二氧化碳浓度0.02％。

6、主要通风设备、设施

（1）主要通风机：矿井主扇风机安装在地面，型号为：

表2-2 矿井主要通风机性能参数表

电机功率 风 量 名称 风 机型 号 台数 转速（r/min） 全压或静（Pa） 3（kW） （m/min） 备用 FBCZ№12.5

33

2

3

2

3

2 45 6

1480 1990～1200 680～1200 （2）局部扇风机：根据不同的掘进作业点，拟采用型号为FBDN05/2*5.5，FBDN05.6/2*7.5，YBT-52局部通风机，安设 “三专两闭锁”，配臵Φ500-600mm胶质双抗风筒压入式供风。

表2-3 局部通风机性能参数表

风机 风机型号 类别 电机功率台数（台） KW 吸风 全风压pa m/min 3备注 对旋式 FBD№5/2×5.5 对旋式 FBD№5.6/2×7.5 普通式 YBT-52 2 1 2 2＊5.5 2＊7.5 11 150－210 500－2800 备用一台 210－330 800－4200 130-240 在用 800－2250 备用一台 （3）通风设施：井下在进回风联络巷均安有二正二反一组连锁风门，风井的安全出口+533m平巷处安有一组二正二反的连锁风门。矿井反风的实现，通过换相刀闸改变主扇风机电动机反转，改抽出式通风为压入式通风，并将安有反向风门的反风风门关闭，即可实现全矿井的风流反向，并且能在10分钟改变矿井的风流方向、有效的反风风量超过正向风量的40％，符合要求。

（4）瓦斯检测仪器仪表:矿井配有便携式光学瓦检仪16台、便携式报警仪32台，CFD-Z中速风表1台，仪器、仪表均由川南安全仪器检定站定期进行效验。

（5）监测监控：矿井安有两台KJ90型瓦斯监控系统，一台运行、一台备用。矿井需要设臵监测分站KFD-3型四台（井下一、二、三水平各设臵一台、风井安设一台），各掘进工作面的进回

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风流的瓦斯传感器、风门开停传感器及主扇开停传感器等均需安装，完善齐全，正常运行进行24小时监控井下通风设施开（关）情况和瓦斯的动（静）态情况。

（6）矿井通风瓦斯管理制度，由“一通三防”领导小组统一管理，具体由矿长和技术负责人负责管理工作，配有瓦检员14名，安全员6名，通风工及测风工各1名。瓦检记录完善，瓦检日报审批制度健全，8小时跟班带班的矿级管理人员随身携带便携式甲烷报警器，随时监控各作业点、面的瓦斯变化情况，预防和杜绝瓦斯事故的发生。

（三）主要危险源分析 1、瓦斯

北京矿业大学2010年2月，对矿井K6煤层瓦斯参数测试结论如下：

（1）应用M-Ⅱ型瓦斯压力测定仪，测得K6煤层（测压点标高+260m）相对瓦斯压力为1.35MPa，绝对瓦斯压力为1.45MPa。

（2）对K6煤层煤样采用“落锤法”测得煤体坚固性系数f值为0.24。

（3）应用WT-1型瓦斯放散初速度测试系统，测得K6煤层煤样瓦斯放散初速度△P=28.95mmHg。

（4）由坚固性系数f=0.24和瓦斯放散初速度△P＝28.95，计算得到K＝120.63。

（5）对井下K6煤层和所采集的煤样进行观察分析，得出K6

煤属于Ⅳ类构造煤。

（6）采用压汞仪测得煤样的孔隙率6.66%，总孔隙体积为

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0.0500ml/g。

（7）在进行煤层瓦斯压力测定过程的同时，采用气体收集法测得K6煤层钻孔瓦斯流量衰减系数为0.0428 d，透气性系数为2.99 m/(MPa.d)，判定K6煤层抽放难易程度属于可以抽放的煤层。

（8）应用等温吸附解吸仪，测得K6煤层煤样吸附常数a、b值分别为：a=27.933m3t、b=1.166MPa。

（9）对煤样进行工业分析，利用测得的煤层瓦斯压力和煤样吸附常数a、b值，测算得到K6煤层瓦斯含量为13.23m3t。

根据以上结论，及资质部门的鉴定结论，瓦斯是危害矿井安全的主要危险源。

2、煤与瓦斯突出

煤矿自1964年建井以来，1978年4月2日在一水平（主平硐）＋采区首次发生煤与瓦斯动力现象（标高＋450m ,埋深150m），至今共发生煤与瓦斯动力现象68次，突出煤量由几十吨至上千吨，曾造成人员伤亡事故。其中突出30次，压出11次，倾出15次，总计突出煤量9723吨，平均每次突出煤量174吨。1979年6月12日掘上山时发生一次强度为235T的突出，造成9人死亡，5人受伤，致使原古宋煤矿停产四年之久；特别是2008年9月5日在煤平巷施工抽放钻孔时发生一次突出煤量为1000多吨、瓦斯量10万多立方的特大型突出，造成18人死亡、20多人受伤的重大事故。据有关资料统计，在一水平共发生18次突出，占突出总数的26.5%，二水平共发生突出38次，占突出总数的55.9%，三水平共发生突出12次，占突出总数的17.6%，三水平发生的突出次数虽少，但突出强度大，给矿井安全生产造

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-1

2

2

-1

成了很大威胁，说明矿井往深部延伸，灾害在不断升级，治理难度已增大。

综上所述，煤与瓦斯突出是危害矿井安全的重要危险源。 3、顶板垮塌、冒顶

煤层赋存情况，井田含煤地层为二叠系上统龙潭组，厚90～105m，含煤10余层，其中可采及局部可采煤层3层，自上而下为：

K6煤层(大汉炭或高炭)：位于煤系顶部，上距长兴灰岩6.0～9.4m，煤层厚1.0～2.36m，平均厚1.91m，全区可采。煤层结构简单，局部含1～2层粘土岩或炭质泥岩夹矸，夹矸单层厚0.02～0.15m，煤层顶、底板均为粉砂质泥岩或泥岩、细砂岩，有时直接底板为粘土岩。泥岩细砂岩为较稳固岩石，粘土岩具弱膨胀性，易底鼓，遇水尤为严重。

K5煤层(小汉炭)：上距k6煤层6.0～10.0m，煤层厚约0.8m，局部可采。

K1煤层(细花炭)：位于煤系底部，其下为黄铁矿层，厚约0.9m，结构复杂，局部可采。

从顶底板岩性看，各可采层顶板的共性为：岩体完整性、稳定性差，多呈薄层状，易冒落，属较难管理顶板，因此，顶板片帮、冒顶将是危及矿井安全的主要危险源。

4、采空积水

2010年度，计划掘进410-260m西翼采区，在K5煤层中形成巷道，其410m及其上部(沿走向长200m范围内) 采况不详，预测分析,掘进中会遇到采空积水现象。

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因此，采空水也是危害矿井安全的危险源之一。

诸如粉尘、火灾、失爆、雷击、跑车、机车下道、矿车跳车等，也应纳入预防及治理危害矿井安全的危险源之内。

二、二0一0年度矿井掘进计划 （一）编制计划的依据

1、国务院446号令以及相关出台的133号、134号文件。 2、《煤矿安全规程》（2010年版）。

3、兴文县金河煤矿2010年掘进实际，以及矿井目前安全生产状况。

（二）计划制定的参与人员 法人：王良森 法人现场代表：邹济峰 矿长：曾乾均

副矿长：车廷书、曾唐洪、周兴、李国平、周文彬 技术负责人：王建中 （三）矿井安全生产状况

矿井采掘比例严重失调，三个煤量严重不足，通风系统可靠，运输、供电、监控、防尘、排水系统能够满足安全生产需要。

（四）指导思想

坚持安全、掘进并重，一手抓安全，一手抓掘进。 （五）2010年工作奋斗目标

1、掘进总进尺1,690m（不包括增安全出口+410m人行巷

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掘进进尺）。

2、轻伤率5‰，避免重伤，杜绝死亡和重大恶性事故。 3、改造形成瓦斯抽放系统,安全管理标准化达二级,实现瓦斯治理示范矿井。

（六）掘进布署

全年计划三个K5掘进工作面生产，扭转采掘失调被动局面,形成掘进条带穿层抽放K6煤层瓦斯格局，逐步走向正常接替。

掘进年计划1,690 m。

一个掘进队做260-410m K5溜煤上山360m，370mK5W运输巷210m。

一个掘进队做330-410m K5回风上山210m，370mK5E运输巷350m;

一个掘进队做410mK5W运输巷240m，330mk5W运输巷210m，330-370mk5W开切眼110m。

（七）2010年掘进计划指标分解

因2010年春节前后放假；节后3、4月份需要整改维修巷道，5月开始恢复掘进，故全年掘进指标按照9个月进行分解。

掘进总进尺年计划1，690m。 一）掘进一队：掘进进尺570m。

1、5-9月掘进260-410m K5溜煤上山360m，月均72m； 2、10-12月掘进295mK5W运输巷210m，月均70m。 二）掘进二队: 掘进进尺560m。

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1、5-7月, 掘进330-410m K5回风上山210m，月均70m ； 2、8-12月，掘进370mK5E运输巷350m，月均70m。 三）掘进三队: 掘进进尺560m。

1、5月-8月15日，掘进410mK5W回风巷240m，月均70m ； 2、8月16日-10月15日，掘进330mk5W运输巷210m，月均70m。

3、10月16日-12月底，掘进330-370mk5W开切眼110m，月均75m。

(八）“以风定产”，各掘进工作面所需风量计算 1、260-410mK5溜煤上山掘进工作面

（1）（1）按工作面同时工作的最多人数计算风量 Q=4NK=4×6×1.5=36 (m/min)

3

（2）按绝对瓦斯涌出量计算风量 Q=100qk=100×0.5×2=100 (m/min)

3

（3）按工作面一次爆破的最大炸药量 Q=25×A=25×4=100 (m/min)

3

取最大值100(m/min),掘进碛头按照150 m/min配风。

3

3

（4）采用型号： FBDN05/2*5.5，风量：150—210m3/min，电机功率：5.5*2Kw局扇送风，局扇前吸风口配风240 m/min。

3

2、330-410m K5回风上山掘进工作面 （1）按工作面同时工作的最多人数计算风量 Q=4NK=4×6×1.5=36 (m/min)

3

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（2）按绝对瓦斯涌出量计算风量 Q=100qk=100×0.5×2=100 (m/min)

3

（3）按工作面一次爆破的最大炸药量 Q=25×A=25×4=100 (m/min)

3

取最大值100(m/min),按照150 m/min配风。

3

3

掘进碛头按照140 m/min配风。

3

（4）采用型号： FBDN05/2*5.5，风量：150—210m3/min，电机功率：5.5*2Kw局扇送风，局扇前吸风口配风240 m/min。

3、410mK5W回风巷掘进工作面

（1）按工作面同时工作的最多人数计算风量 Q=4NK=4×6×1.5=36 (m/min)

3

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（2）按绝对瓦斯涌出量计算风量 Q=100qk=100×0.5×2=100 (m/min)

3

（3）按工作面一次爆破的最大炸药量 Q=25×A=25×4=100 (m/min)

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取最大值100(m/min),按照150 m/min配风。

3

3

掘进碛头按照140 m/min配风。

3

（4）采用型号： FBCZN05/2*5.5，风量：150—210m3/min，电机功率：5.5*2Kw局扇送风，局扇前吸风口配风230 m/min。

我矿现主扇型号FBCZN012.5,电机功率45 (kw)，风量1,200-1，990m/min，据矿3月 10 日实测，矿井410m主平硐总

3

3

进风1,030.0 m/min，总回风1,050.0 m/min（矿井部分通风巷道

3

3

断面未疏通,通风系统和风机未达到最佳效果）。而经过多种测算

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拟部署的3个掘进工作面所需要的最大配风量之和为710 m/min,

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故现有通风能力完全能够满足各掘进用风点用风需要

2010年掘进布署见：

金河煤矿2010年掘进工程接替示意图附后 三、企业安全主体责任 （一）组织机构

一）矿安全生产领导小组

领导小组由业主、矿长、安全矿长、生产矿长、技术负责人、业主现场代表、安全科长、通风科长、机运科长、调度室主任组成，业主、矿长任组长，安全矿长任付组长，其余为成员。

二）安全科

设立安全科，由6人组成，科长1人，专职安全员5人，即掘进4人,机运、通风各设1人。此外，分掘进、机运、通风设兼职安全网员15名，形成了由21人组成的专兼职安全网络体系。

（二）安全责任明确

矿井制订了《安全管理制度》《安全生产岗位责任制》《安全生产责任书》《安全奖惩实施办法》，各工种、各工序，职责分明，目标明确，纵贯到底，横穿到位，并与个人收入挂钩，做到了人人身上有指标，个个身上有压力。

（三）安全教育与培训制度

安全教育与培训是搞好安全生产的重要基础工作，扎实有效的开展安全教育与培训是增强职工的法制观念和提高安全意识

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的重要手段。

1、矿成立安全教育与培训机构。

2、符合条件招收的新工人，按规定的时间进行安全知识教育与培训，经考核合格后方准上岗。

3、矿每年进行二次全员的安全培训，并进行严格的考核。 4、年初制定特种作业人员培训计划，做到及时送培，凡取得优秀学员证的给予奖励，未取得合格证的费用自付。

5、新工人入矿签订师徒合同，进行为期三个月的现场帮带。 6、坚持对员工进行《作业规程》《安全措施》培训学习，经考试合格后方可持证上岗。

四、瓦斯治理“示范矿井”建设工作

瓦斯治理“示范矿井”和“标准化建设”工作同步进行，组织机构方面采用两套班子，一套人员，纳入安全、生产、经营工作的全过程，一并计划、安排、检查、督促、落实，实行科学化、制度化、规范化管理。

（一）矿成立2010年瓦斯治理“示范矿井”和“标准化建设”领导小组

组 长：王良森（业主）

付组长：曾乾均（矿长）、王建中（技术负责人）

邹济峰（法人现场代表）

成 员：周兴、曾唐洪（安全矿长）、车廷书（生产矿长）、

李国平 (防突技术负责人)、牟林（矿办公室主任）

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周文彬（安全科长）

（二）领导小组成员分工及职责

王良森，负责瓦斯治理“示范矿井”和“标准化建设”工作所需人、财、物的落实工作，按照有关规定，是第一责任人。

邹济峰，协助业主落实瓦斯治理“示范矿井”和“标准化建设”工作所需人、财、物，为主要责任人。

曾乾均，组织实施，全面负责矿井瓦斯治理“示范矿井”和“标准化建设”工作为第一责任人。

王建中，负责编制矿井瓦斯治理“示范矿井”和“标准化建设”方案，为技术责任人。

周兴、车廷书、曾唐洪，负责矿井瓦斯治理“示范矿井”和“标准化建设”监督、督促和实施工作，为主要责任人。

李国平, 负责瓦斯治理技术管理工作。

周文彬，负责矿井瓦斯治理“示范矿井”和“标准化建设”的督促检查工作。

牟林，督促检查工作，协调处理日常事务，收集、整理资料， 入档备查。

（三）瓦斯治理工作特种人员配备

1、瓦斯检查班，配备14人，进行现场跟班，按《煤矿安全规程》规定检查瓦斯。

2、配备测风员1人，主扇司机2人，局部通风机由瓦检员专人管理。

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3、瓦斯监测监控主机室3人，24小时值班制。

4、井下瓦斯探头及监测监控线路，由黄小刚安排专人检修维护。

以上人员经专业培训，并持有特种作业上岗证。 （四）瓦斯治理工作设备（仪器仪表）配备

1、KJ90监控系统，主机2台，使用1台，备用1台；井下监控分机4台，其中3台四模四开四控互控小分机，1台八模八开八控互控中分机。

2、光学瓦斯检测仪18台，并保持完好。 3、便携式瓦斯检测报警仪36台。 4、瓦斯传感器20台。 5、风速传感器2台 6、CFD-Z中速风表1台。 7、负压传感器2台。

8、扇风机开停，风门开关传感器根据需要配备。 9、井下电气达到完好、防爆标准，实现风瓦电闭锁。 10、自救器达到每人1台，备用数量在总数的20%以上。 11、冷光源矿灯每人1台，备用数量不少于总数的20%。 （五）瓦斯专项治理措施

本着2010年矿井调整、整顿、改造、提高，建设“瓦斯治理示范矿井，标准化工作达二级企业”总目标，年内掘进K5煤层巷道，形成K5掘进条带穿层预抽K6煤层瓦斯系统；于主平硐

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附近新掘一条人行平巷，以完善矿井避灾系统的工作思路，制定瓦斯专项治理措施。

1、瓦斯治理措施选择

金河煤矿矿井井田含煤地层为二迭纪龙潭组，含煤10余层，自上而下分为K10-K1,其中K6为可采层，K5为局部可采层，其余煤层不可采， K6、K5煤层层间距在6-10m左右，且K5煤层为K6煤层的下覆层。原矿井在二水平曾尝试保护层开采，经过试验，在K5煤层开采后，顶板垮落直接破坏了K6煤层底板，造成K6煤层开采困难，故试验失败，至今，矿井未进行保护层开采。因此选取预抽K6煤层瓦斯作为区域性防突措施。

2、矿井瓦斯抽放 1）、瓦斯抽放方法

瓦斯抽采目的主要是防止煤与瓦斯突出和采掘工作面瓦斯超限，根据煤层赋存条件、巷道布臵、地质条件和开采技术条件，选择适合我矿的抽放方法，有利于提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本。根据金河煤矿煤层和瓦斯赋存状况结合抽放瓦斯方法选择的原则，矿井瓦斯抽采方法确定为：

①、矿井首先在K5煤层布臵瓦斯抽放巷道，在瓦斯抽放巷施工穿层网格钻孔预抽K6煤层瓦斯作为掘进前的区域性防突措施，；

②、石门揭煤采用穿层网格钻孔预抽K6煤层瓦斯，揭实石门时，在采用了底板网格预抽后还应在揭煤前加密钻孔再次预抽煤层瓦斯；

③、回采工作面采用K5抽放巷道网格预抽，工作面巷道形成后，采取工作面顺层预抽和随采随抽；开采层半封闭的采空区

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埋管抽采或采空区高位顶板孔抽采。

④、煤巷掘进条带采取底板网格预抽，掘进过程中显现出有突出危险时，采用先抽后掘和边抽边掘和方法。

为了加快采掘调整步伐，缩短抽放时间，可多打钻孔，采取“密钻孔，高负压、强力抽”的综合抽放措施。

2）、穿层网格钻孔预抽K6煤层瓦斯 ⑴、抽放巷道布臵

根据K5、K6煤层间距6-10m，首先施工K5煤层平巷作为抽放巷，K5巷道布臵根据K6煤层巷道布臵确定，抽放巷道布臵应有利于抽放钻孔施工，原则上在K5巷施工的抽放孔必须控制K6煤层工作面及巷道掘进条带的煤层，据此沿倾斜每隔70m布臵一条K5抽放平巷，每条抽放巷必须超前K6煤层工作面切眼20m。

⑵、钻孔布臵

钻孔布臵在K5煤层巷道顶板和上下帮上部，开孔间距0.2-0.4m，钻孔间距6×6m,沿K5煤层巷道走向每隔6.0m布臵一组，每组布臵钻孔12个，孔长10-50m，每组钻孔工程量284m左右。详见附图穿层网格钻孔布臵图三。

⑶、钻孔控制范围

底板网格抽放钻孔必须控制K6煤层工作面整个煤层和巷道掘进条带，控制工作面机风巷上帮不少于20m，下帮不少于10m ，切眼两帮不少于15m。

矿井应根据采掘布臵方式及采掘接替的安排，对采、掘施工的每一个区域和头面都必须进行抽采设计，本设计中的各种抽采方法可供矿井技术人员在日后的抽采工作中参考，具体的钻孔参数为本次抽采工程的施工方案。技术人员可根据矿井的实际生产

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情况和瓦斯状况，对抽采钻孔布臵方式及相应参数进行适当调整和修正。但施工时必须做到一工程一设计，以提高瓦斯抽采效果，确保矿井安全生产。

⑷、 封孔工艺

抽采钻孔封孔方式主要有水泥注浆泵封孔、聚胺脂封孔等。封孔段长度：顺煤层钻孔封孔长度不小于8m，穿层钻孔封孔长度不小于于5m。

①、水泥注浆泵封孔

采用水泥注浆泵封孔，一般选用矿用注浆封孔泵，封孔长度容易达到设计要求，封孔效率高，钻孔封孔效果好，但操作较为复杂。

a、封孔材料及配比

封孔材料选用425硅酸盐水泥作为主要原材料，石膏为膨胀剂，其作用是避免凝固后收缩钻孔出现裂缝。其配合重量比一般为：水：水泥：石膏=100:60:12。

b、封孔管及连接

封孔管采用抗静电的工程塑料管或铁管。

煤层钻孔孔内抽采管长度一般9m，封孔长度为8m，抽采导管及封孔管选用DN25mm的具有煤安标志的“双抗”矿用PVC管或铁管，抽采管在孔内端钻10～20个直径10mm的小孔，并将孔内终端侧加热后踩扁。

封孔前先将抽采管和封孔注浆管固定在钻孔内，固定方法采用木塞，套管露出孔口100～150mm。套管固定方法详见图4-1。

c、工艺过程

一般在打钻将要结束时就可开始准备水泥砂浆。水泥砂浆一般应

＃

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加入适量的石膏作膨胀剂，以避免凝固后收缩出现裂缝。当

图4-1 钻孔封孔剖面示意图

软木塞挡板 水泥砂浆 注浆管′双抗塑料管20′双抗塑料管钻孔倾角较小时可适当增大浆液的浓度。注浆泵与所封钻孔的连接如图4—2所示。

图4—2 封孔泵与被封钻孔的连接图

封孔泵水泥浆注浆管钻孔抽放管井下封孔操作方法为：

ⅰ、检查封孔泵是否完好，封孔所需用的工具，配件等是否带全；

检查抽采钻孔所需的抽采管是否齐全，长度是否达到要求（DN25mm，每根长度9m）；

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ⅱ、 根据井下顺层抽采钻孔的封孔深度，计算所需要的水泥量；

ⅲ、直接将井下装水泥的袋子缠绕在抽采管上，送入钻孔内封住孔口，其做法如下图4—3所示：

4—3井下注浆封孔方法示意图

30cm（1）

抽放管抽放管与注浆管的摆放接注浆管水泥纺织袋

（2）

水泥纺织袋的准备纺织袋的缠绕方式（3）麻线（4）

麻线捆紧（5）

送入孔内

（6）进行注浆——将抽采管的一端与注浆管摆放在一起，其重叠处约30cm左右； ——准备编织袋（将水泥倒入封孔泵的搅拌器内后，就可空出）； ——将袋子开口端向孔口处，如图（4）所示将抽采管与注浆管缠绕； ——用麻绳或麻线等，将抽采管、注浆管及编织袋捆紧； ——如图（6）所示送入孔内。 ②、聚氨脂封孔

聚氨脂封孔就是由异氰酸酯和聚醚并添加几种助剂反应。

聚氨脂封孔采用卷缠药液与压注药液2种工艺方法。现主要应用的是卷缠药液法，封孔深度一般为5～8m，见图4-4。

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图4—4 聚氨脂封孔示意图

钻孔抽放管前挡板麻布聚氨酯后挡板聚氨脂封孔操作简单，省时省力，气密性好，抽采效果好，但封孔成本略高于水泥浆封孔。

③、封孔工艺及设备的确定

综合以上两种封孔方法的特点，由于该矿钻孔以顺煤层钻孔为主，根据钻孔孔口段煤（岩）性质、裂隙发育程度及孔口负压等情况，结合其它矿井（兴文县五星煤矿及芙蓉矿区各矿）的封孔经验，钻孔封孔方法确定为水泥注浆泵封孔，封孔设备为BFZ-10/1.2(2.4)型矿用注浆封孔泵，考虑一台使用，一台备用，

⑶、石门揭煤预抽预抽煤层瓦斯

石门揭穿突出煤层，运输石门是从煤层顶板岩柱穿过煤层进入底板的全部作业过程，回风石门是从K5巷道穿过K6底板揭开K6煤层进入顶板的全部作业过程，都必须按防突设计的要求严格执行预测预报、防突技术措施、措施效果检验和安全防护“四位一体”的防突措施。有条件时尽量采取揭空石门，减少揭煤次数。根据石门揭煤防突技术措施的要求，石门揭煤前必须预抽被揭煤层瓦斯。预抽钻孔按以下原则设计。

则该矿应配备二台注浆封孔泵。

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钻孔布臵原则：

Ⅰ、 石门揭煤工作面控制范围应根据煤层的实际突出危险程度确定，但必须控制到巷道轮廓线外15m以上（煤层倾角＞8°时，底部或下帮5m）。钻孔必须穿透煤层的顶（底）板0.5m以上。如图4-5。

Ⅱ、 钻孔孔径要求Φ65～Φ90mm，钻孔终孔间距以钻孔有效影响半径为依据，一般可为2～3m。

Ⅲ、 施工抽采钻孔时，净岩柱(石门巷道最凸出边缘距最近煤层的法向距离)尺寸必须保证在5m以上。

Ⅳ 、施工措施孔前必须制订措施和进行针对性的设计，设计应包括钻孔布臵平面图、剖面图、开孔位臵图、钻孔设计参数表、施工要求等。竣工后应验收并认真绘制钻孔竣工图，如果与设计参数有较大误差时，应进行补孔。

图4-5 石门揭煤抽放钻孔布臵

15m15mA2m15m15m5m （4）、顺层钻孔预抽煤层瓦斯

A----A经采取了底板网格抽放钻孔预抽煤层瓦斯后，在掘进过程中

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5m 2mA

经检验仍有突出危险时再施工顺层钻孔抽放煤层瓦斯。顺层预抽煤层瓦斯根据掘进地点的不同，掘进工作面防突可分为平巷掘进面的预抽防突和上山（下山）掘进面的预抽防突。

①、平巷掘进工作面顺层预抽方法

平巷掘进工作面顺层预抽主要是控制掘进工作面两帮瓦斯向掘进工作面涌出。由于开采煤层倾角较大（22°—30°），采用在巷道两侧施工钻场抽放的方案不可行，故选择采用：在煤层平巷碛头内直接施工超前长钻孔预抽掘进条带煤层瓦斯，超前长钻孔长30～50m左右，孔径64mm—114mm，终孔间距2－3m,钻孔呈扇形布臵。钻孔控制范围：平巷为巷道上帮轮廓线外20m、下帮轮廓线外10m，上山巷为巷道轮廓线外各15m。钻孔布臵见下图4-6。

图4-6 钻孔布臵图

在进行实际的掘巷接替中，发现边抽边掘防突措施在实施时煤巷备用工作面是需要解决的主要问题，当煤巷掘进工作面增加至3个，达到一个头掘进，2个碛头预抽时，掘进与预抽的相互影响问题将得到较好的解决。

②、上山掘进工作面预抽煤层瓦斯方法

在工作面运输巷掘进到位后，可在上山预计位臵处施工顺层钻孔抽煤层瓦斯，抽放钻孔间距暂定为3m(当预留的抽采时间长

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时，间距可适当加大，抽采时间短时，缩短钻孔间距)，预抽钻孔控制上山巷道两帮为15m。在工作面切眼位臵，抽采钻孔间距应不大于2m，钻孔孔径建议采用ф75-ф90mm的孔径，钻孔施工深度应根据工作面的宽度确定。当工作面回风巷尚未掘进到贯通位臵时，钻孔终孔点可控制到工作面回风巷上帮轮廓线外15m的位臵；当工作面回风巷已经掘进到贯通位臵时，由于巷道对瓦斯的预排作用，可根据工作面回风巷排放时间取10-15m。钻孔布臵示意图见下图所示。

建议矿井合理安排巷道掘进计划，当一组抽放条带的巷道掘进到位后，停止掘进，向前方施工长钻孔，进行3-6个月的抽采后在煤层中产生一条消除了突出危险的条带，经对该条带的区域预测(或评价)，结果为无突出危险或突出威胁时，即可连续快速掘进。抽采期间，可安排掘进其它巷道。

施工完钻孔后，应对抽放量进行准确计量，以作为回采面突出危险性评价的依据。另外，施工钻孔期间，应详细记录打钻时的各种现象，特别是喷孔、见岩等异常情况。

工 作 面 回 风 10m

巷 待掘煤层上山巷 2m 工作面运输煤平巷 图4-7 上山顺层预抽钻孔布置示意图（工作面回风巷已形成）

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掘上山过程中出现突出预兆，在上山碛头施工抽放孔预抽煤层瓦斯，其钻孔布臵见下图4-9。

上山巷超前长钻孔预抽布孔图15m 待掘工作面回风巷 2m 待掘煤层上山巷 工作面运输煤平巷 图4-8上山顺层预抽钻孔布置示意图（工作面回风巷还未形成）

4-9 掘进上山巷在碛头施工超前抽放钻孔布置图

上山巷③、采煤工作面预抽煤层瓦斯方法

采用大面积预抽瓦斯的方法，是突出危险采煤工作面防突的最佳选择，即利用工作面运输煤巷向煤层打斜向钻孔预抽煤层瓦斯防治回采工作面的突出危险。

在回采工作运输煤平巷面、回见煤平巷及切眼施工到位形成

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工作面回采系统后，施工回采面的顺层预抽钻孔，以增加工作面瓦斯预抽率达到45%。钻孔布臵方式选择平行布臵方式，钻孔应控制整个预抽区域并均匀布孔。钻孔孔间距根据抽放影响半径（抽放影响半径应根据实际考察确定）和抽放时间来确定。我矿在3801和3802工作面布臵钻孔时就以间距4m布臵，直径75mm，其抽放效果较好。钻孔施工深度应根据工作面的宽度确定，以能控制整个工作面煤层不留空白带为准，钻孔与巷道走向夹角为88-86°，施工完钻孔后，立刻封孔进行抽放，封孔方法可采用聚氨酯或水泥

沙浆封孔，封孔深度不小于6m，保证抽放效果。回采工作面抽放钻孔布臵方式见下图4-10。

煤 层 回 风 巷采空区 煤 层 运 输 巷 钻孔抽放管4-10 采面预抽钻孔平面布臵示意图（工作面已形成时）

施工完钻孔后，应对抽放量进行准确计量，抽放率达到45%

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作为回采面突出危险性评价的依据。施工钻孔期间，应详细记录打钻时的各种现象，特别是喷孔、见岩等异常情况。

（5）抽放工程计划安排

2010年矿井的主要任务是调整、整改，掘进K5巷道，在K5

巷道中布臵穿层钻孔，掘进条带预抽K6煤层瓦斯，围绕这一中心，安排抽放工程计划如下。

依据以下参数设计钻孔，计算抽采效果。

根据北京矿大鉴定结论，矿井“K6煤层瓦斯含量为13.23m3t”。2010年K5掘进区域，K6煤层平均煤厚1.9m，体重1.5，穿层钻孔掘进条带抽放K6煤层瓦斯。

在K5煤层巷道掘进中，每间隔6m布臵一列12个穿层钻孔预抽K6煤层掘进条带的煤层瓦斯，钻孔孔径￠64mm，钻孔终孔间距为5m，钻孔控制范围为：K6巷道的上帮20m，下帮10m。采用封孔泵进行封孔，封孔材料为水泥砂浆加石膏配制而成（水：水泥：石膏=100：60：12），封孔长度不少于5m，待抽放控制范围内瓦斯含量降到8m/t以下或煤层瓦斯预抽率大于30﹪时方可掘进K6煤层煤层巷道。

1）410mK5W回风巷掘进条带

巷道长度240m，控制K6煤层的平均面积240×30=7，200m，控制储量20，520t，掘进条带的瓦斯储量27.15万m。沿K5巷道走向方向每6m布臵一个钻床，布臵40组，每组12个钻孔，计480个钻孔，设计钻孔平均深度24m，钻孔工程量11，520m。

巷道掘进时间2010年5-8月，钻孔施工8000m/月进单机，

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2

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设计双钻机16，000m/月进，钻孔施工时间2010年9-10月。

穿层钻孔单孔流量按0.008m/min测算，410mK5W回风巷掘进条带抽放流量预计可达到3.84m/min，预抽率达到30%（应抽放8.15万m），每天抽放时间按8小时计算，预计为45天左右。 瓦斯抽放时间2010年10-11月。

2）330mK5W运输巷掘进条带

巷道长度210m，控制K6煤层的平均面积210×30=6，300m，控制储量17，955t，掘进条带的瓦斯储量23.76万m。沿K5巷道走向方向每6m布臵一个钻床，布臵35组，每组12个钻孔，计420个钻孔，设计钻孔平均深度24m，钻孔工程量10，080m。

巷道掘进时间2010年8-10月，钻孔施工8，000m/月进单机，设计双钻机16，000m/月进，钻孔施工时间2010年11月。

穿层钻孔单孔流量按0.008m/min测算，330mK5W运输巷掘进条带抽放流量预计可达到3.36m/min，预抽率达到30%（应抽放7.13万m），每天抽放时间按8小时计算，预计为40天左右。 瓦斯抽放时间2010年12月。

3）370mK5E运输巷掘进条带

巷道长度350m，控制K6煤层的平均面积350×30=10，500m，控制储量29，925t，掘进条带的瓦斯储量39.59万m。沿K5巷道走向方向每6m布臵一个钻床，布臵58组，每组12个钻孔，计696个钻孔，设计钻孔平均深度24m，钻孔工程量16，704m。

巷道掘进时间2010年8-12月，钻孔施工8，000m/月进单机，

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3

2

3

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3

2

3

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设计双钻机16，000m/月进，钻孔施工时间2011年1-3月。

穿层钻孔单孔流量按0.008m/min测算，370mK5E运输巷掘进条带抽放流量预计可达到5.57m/min，预抽率达到30%（应抽放11.88万m），每天抽放时间按8小时计算，预计为70天左右。 瓦斯抽放时间2011年4-6月。

4）370mK5W运输巷掘进条带

巷道长度210m，控制K6煤层的平均面积210×30=6，300m，控制储量17，955t，掘进条带的瓦斯储量23.76万m。沿K5巷道走向方向每6m布臵一个钻床，布臵35组，每组12个钻孔，计420个钻孔，设计钻孔平均深度24m，钻孔工程量10，080m。

巷道掘进时间2010年10-12月，钻孔施工8，000m/月进单机，设计双钻机16，000m/月进，钻孔施工时间2011年1月。

穿层钻孔单孔流量按0.008m/min测算，330mK5W运输巷掘进条带抽放流量预计可达到3.36m/min，预抽率达到30%（应抽放7.13万m），每天抽放时间按8小时计算，预计为40天左右。 瓦斯抽放时间2011年2-3月。

3、防治煤与瓦斯突出

我矿为煤与瓦斯突出矿井,为了确保矿井安全,特采取措施如下。

（1）矿成立预防和治理煤与瓦斯突出领导小组，领导小组由曾乾均、王建中、李国平、曾唐洪、车廷书、周兴、周文彬同志组成，曾乾均同志任组长，其余同志为成员。

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（2）矿由付矿长周兴、曾唐洪二同志分管预防和治理煤与瓦斯突出工作,由防突技术负责人李国平，具体负责瓦斯抽放、超前钻孔,以及“一通三防”的工作安排,人员落实,和督促检查工作。

（3）矿井整改瓦斯抽放系统工程未结束前,掘进所有准备巷道和回采巷道之前,必须采取“先探后掘”措施, 钻孔参数、钻孔施工、以及超前孔距离等严格按照《作业规程》的有关规定执行;实行“先探后掘”措施，矿长曾乾均是第一责任人，各带班矿长现场督促，如不执行“先探后掘”措施而发生突出事故，一切后果概由不执行责任人负责。

（4）重点防突区域的回风系统，总回风系统为无人作业区，不准人员进入，本矿主要管理人员在规定时间内（当班进班以后前2小时内）进入检查工作；涉外检查，必须事先联系，经过许可，先安排后进入。

矿井采掘爆破作业，严格执行全矿井撤人，于每班规定时间（上、下班交接班时间），集中在+410m生调室分次启爆，并设臵视频进行监控。

（5）钻孔施工和进行采掘作业中，如遇喷孔，顶钻、卡钻、响煤炮、碛头压力明显增大，支柱变形、断裂、折断发出响声、煤体蠕动、频繁落渣、煤壁变冷、煤层突然变薄、变厚、变松、变软等异常情况，出现突出象征时，应立即撤出人员，并采取措施处理。

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（6）重点防突头、面,设专职人员跟班现场管理，重点督促执行局部通风、瓦斯检查、放炮警戒，当出现突出象征时果断撤人等，执行进班在前，出班在后，生产全过程专职跟班人员必须在现场；当班安全员、带班矿长应重点监控，以及时排隐除患。

（7）煤质松软，顶板破碎时，采取减少炮眼数量（每次1-2个），降低装药量（1-2条），实行浅眼（眼孔深度1.0m以下），加装水炮泥（3个）等松动爆破、卸压、稀释瓦斯措施，禁止用手镐直接挖煤，由当班跟班员、安全员重点监控，

（8）于各重点防突头或面,安设专用电话，以确保信息通畅。 （9）有关对防治煤与瓦斯突出的管理和工作措施，严格按照2009年2月，矿井编制的《兴文县金河煤业有限责任公司采掘部署调整及瓦斯治理方案》和国家的相关规定执行。

4、防治顶板垮塌、冒顶

（1）掘进工作面临近原旧巷20m范围内，严格按《作业规程》和补充安全技术措施的有关规定执行，缩小棚距，使用22kg/m工字钢，棚距0.8m，按“一梁三柱”支护。

（2）掘进工作面遇到断层、地质破碎带，根据现场实际决

定支护形式，采取控顶措施。

（3）掘进工作前和工作中，必须严格执行《作业规程》有关敲帮问顶，加强临时支护的有关规定，防治顶板垮塌、冒顶事故。

（4）若掘进工作面遇到断层、地质破碎带,矿另行编制《补

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充技术安措施》,进行顶板加固处理。

5、预防和治理采空水

2010年度，计划掘进矿井西翼410-260m k5区域巷道, 由于建矿数十年，人员变动频繁，无资料，采况不详，为防治意外，采取措施如下。

（1）采取“有疑必探，先探后掘”措施,特别在K5回风上山，溜煤上山掘进中，当掘进碛头临近410m水平20-30m时，必须坚持钻孔前进，探明水情,禁止盲目作业。

（2）钻孔参数、钻孔施工、以及超前孔距离等严格按照《作业规程》的有关规定执行

6、健全瓦斯治理和瓦检人员安全生产责任制

（1）瓦斯检查员，监测主控室操作人员，上墙公示接受监督，按时考勤上岗。

（2）按产量和采掘工作面需要，配齐瓦斯检查人员，全部持证，坚持上岗公示。

（3）每天下午16：30分，瓦斯检查员（不当班）到矿学习汇报，总结瓦斯治理工作。

7、瓦斯治理管理

（1）瓦斯报表每天由矿长、技术负责人及时审查签字； （2）瓦斯检查员每小班提前30分钟考勤入井，检查工作区域瓦斯，并及时填报瓦斯记录牌板，做到每小班检查，填报三次，瓦斯检查汇报做到“三对口”。

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（3）瓦斯检查员必须坚持“一炮三检”和“三人联锁”放炮制。

（4）由带班矿长坚持对各采掘点进行瓦斯治理巡回检查，查瓦斯检查员上岗情况，查处“三违”人员。

（5）地面瓦斯监控室由3人，24小时轮流值班监测；各采掘工作面瓦斯传感器布臵齐全，合理、监测、报警及时准确。

（6）全矿消除无计划停风，无计划排放瓦斯，无瓦斯积积聚和超限作业。

（7）合理采掘布臵，分层次按顺序实行后退式开采，消除盲巷，减少或消除漏风。

（8）严格进行职工上岗前安全培训，建立健全个人培训档案。

（9）瓦斯治理工作列入矿重要议事日程，作为重要工作，齐抓共管，形成自觉、长效的运作机制，有力有效控制“一通三防”事故，为实现安全生产奋斗目标奠定基础。

（六）、瓦斯治理时间安排

1、2010年5-9月，瓦斯集中治理时间。

2、2010年10-12月，巩固瓦斯治理成果，将瓦斯管理工作纳入制度化、规范化轨道，杜绝“一通三防”重大恶性事故，实现安全生产，迎接上级检查，年底实现瓦斯治理“示范矿井”。

五“一通三防”

瓦斯治理工作以“一通三防”为重点，实现“一通三防”

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无小事。

（一）确保有效风量，严禁超过通风能力生产

1、全年布臵3个掘进工作面，能够确保采掘接替正常，矿井运输系统、通风系统、以及避灾系统正常，通畅，符合安全生产需要。

2、现主扇电机功率为45kw，风量可达1,200-1,990m/min， 根据矿2010年3月10日的实测风量，矿井总进风1,030.0 m/min，总回风1050 m/min，而经过多种测算拟部署3个采掘工作面所需要的最大允许用风量之和为710/min,现有通风能力能够满足各用风点需要。

3、主要通风机由专人管理，24小时监测运转情况。 4、配备GF—100型,功率100Kw的柴油发电机一台，作为井下生产备用电源。

（二）局部通风机

1、全矿配有3台11 KW 局扇，3台15 KW 局扇，可根据掘进用风需要供风。

2、局部通风机配备500mm或600mm的抗静电阻燃风筒压入式供风。

3、局部通风机落实瓦斯检查员兼管。 （三）以风定产、风量分配合理

1、掘进工作面风量，根据实际需要进行调风，经过合理配风，掘进工作面进风瓦斯浓度控制在0.2%以下，回风瓦斯浓度

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3

3

3

3

控制在0.1-0.3%以内。

2、《掘进作业规程》均有风量计算及风量分配。 （四 ）矿井通风系统（巷道部分）

1、全矿无下行风、循环风、串联风，通风系统合理通畅。 2、主要通风巷道断面达到4.0m2以上，巷高保持在2.0m或2.0m以上。

3、主要进、回风巷,采用预制块砼砌碹支护或一梁两柱梯形木支护。

4、矿设有巷道维修班，6人专职护巷，保证了主要运输系统、进回风系统畅通，无堵塞，冒顶发生。

5、由曾乾均负责检查通风系统，督促整改有关事项。 （五）通风管理

1、按责任落实管理制度，技术安全措施，严格按工种岗位责任制和操作规程进行科学、规范化管理。

2、矿成立通风管理领导小组，领导小组由曾乾均、李国平、曾唐洪、车廷书、周兴、周文彬 同志组成，曾乾均同志任组长，其余同志为成员。

3、全矿井每10天进行一次测风，并将结果及时公示。 4、主通风机由专人管理，24小时值班检查。

5、掘进工作面数量按全矿实有风量，和实际能上岗的瓦斯检查员数量决定，坚持“以风定产”，坚持满足瓦斯检查小班和“一炮三检”制。

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6、每月召开一次瓦斯专项治理和“以风定产”专题会，总结、检查、落实、评比瓦斯专项治理工作。

7、每月的安全隐患排查治理，报告工作应以瓦斯专项治理为重点，实现全年瓦斯治理，安全生产奋斗目标 。

8、巷道贯通，瓦斯排放，石门揭煤必须按单项安全技术措施执行，做到一工程一规程，确保正常通风，杜绝无计划性停风停电，排放瓦斯、启封密闭等不正常，不规范的盲目作业，坚决杜绝“三违”行为，杜绝一切人为隐患。

（六）通风设施管理

通风设施包括风门，挡风墙（密闭），风筒、局部通风机等。 第一、风门 1、风门质量

（1）风门用木板制作，采用双层（每层厚15mm）错缝结构。 （2）风门尺寸以通过风门的最大设备的外形尺寸与门框之间的间隙不小于0.3m。

（3）门墙两边和底板要掏槽，深度不小于0.5m，槽中要填实，无缝隙，一般风门门墙厚度不小于1.0m，反向防突风门门墙厚度不小于1.2m

（4）门框规格，与门板接触处用阻燃可缩性材料衬垫层，门框下设门坎，高0.1m，厚0.3m，有轨道的预留轨道槽，并在门坎与风门下边缘的接触边设挡风帘。

（5）通过门框的管、缆、线孔用沙浆封堵严实。

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（6）风门前后范围内的支护必须完好，无空顶。 （7）漏风不大于3%。 2、风门管理

（1）每组风门必须是两道以上，并有联锁装臵。 （2）两道风门之间的间距,应大于一列车加机车的长度，以及风门宽度后再加4.0m。

（3）行人、行车通过时，不允许同时打开两道风门，过后必须随手关闭。

（4）风门由所分工区域的当班瓦检员，技安员和采掘班组长负责管理（包括监督施工、维护）。

（5）纳入矿“一通三防”计划。 第二、密闭

密闭分临时或永久密闭

临时停风地点，当栅栏处瓦斯浓度达到3%时，应在24小时内封闭，采煤工作面开采结束后应及时组织回撤，经检查验收后必须进行永久性封闭。

1、密闭质量

（1）两帮及顶底板必须掏槽，深度不小于0.5m，并充填严实。

（2）用砖或砼预制块，100#水泥沙浆砌筑，密闭墙厚度不小于1.0m，并用水泥沙浆抹面，墙体无缝、干缝、重缝，不漏风。

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