煤矿瓦斯治理方案.doc

煤矿瓦斯治理方案目 录第一章 矿井基本概况2-11.1 矿井地质概况2-11.2 煤层赋存情况2-11.3 矿井开拓情况2-21.4 通风瓦斯情况2-41.5 煤层瓦斯基本参数2-7第二章 瓦斯治理与利用现状2-72.1 矿井主要灾害因素2-72.2 目前所采用的瓦斯治理技术及装备2-72.3 机构设置及人员配备情况2-72.4 瓦斯治理存在的主要问题和难点2-7第三章 瓦斯治理目标2-7第四章 瓦斯治理与利用规划的主要内容2-74.1 煤层瓦斯基本参数测定2-74.2 矿井瓦斯赋存规律研究2-74.3 改善煤层透气性提高瓦斯抽放效果2-74.4 高瓦斯长距离高产高效综放工作面瓦斯综合治理技术2-74.5 完善瓦斯抽放系统、实施瓦斯抽放工程2-74.6 矿井通风系统优化研究2-74.7 机械化开采易燃煤层群防治自然发火技术2-74.8 矿井热害防治2-74.9 瓦斯综合利用2-74.10 建立井下人员定位跟踪系统2-7第五章 配套工程、科研项目及资金概算2-75.1 需要开展的科研项目2-75.2 资金概算2-7第六章 工作进度安排2-7第一章 矿井基本概况1.1 矿井地质概况矿区位于可乐向斜南东翼中段，区内为一简单的单斜构造，地层总体走向55°左右，倾向325°330°，倾角43°47°，平均倾角约45°。区内无较大规模的褶皱、断裂构造。仅在煤系地层龙潭组中发育有层间剥离、层间滑动或层间小断层。其构造面通常发育在两种能干性不同的岩石分界面或煤层与其顶底板间界面附近。由于断距小，一般为0.53m，延伸短，一般1-15m，地表不明显，但在开采煤窑中可见及。此类小断层使煤层局部变薄、增厚或短距离错位，破坏了煤层局部的稳定性和连续性，降低了煤层顶底板岩石的强度。对煤层的水文地质、工程地质条件产生了不利影响，在今后矿井建设和开采过程中应加强综合分析研究，弄清其产出特征和规律、煤层上下错位方向及距离等。1.2 煤层赋存情况井田含煤岩系主要为二叠系上统龙潭组（P31），厚140-154m。含煤11-19层，总厚约5.60m，含煤系数0.04。其中可采、局部可采煤层46层，全区可采2层，据贵州省地矿局一一三地质大队1992提交的贵州省煤田煤炭资源远景调查报告统一编号为M18、M23。按含煤岩系、煤层特征本区含煤岩系可分为三个含煤段：第一含煤段龙潭组第一段（P311）：厚45.063.0m。含煤4-7层，其中一层（即M80）局部可采，厚0.1-1.50m，可采含煤系数0.03。第二含煤段龙潭组第二段（P312）：厚36.045.0m。含煤2-4层，无单层厚大于0.70m的可采、局部可采煤层。第三含煤段龙潭组第三段（P313）：厚42.046.0m。含煤5-8层，其中单层厚大于0.70m的全区可采煤层2层，即M18、M23。可采煤层总厚2.28m，可采含煤系数0.03。其中：M18煤层厚1.261.50 m，平均厚1.40 m。M23煤层厚1.151.36 m，平均厚1.25m。2、煤层对比清菜塘煤矿向斜南东冀中段，故根据毕节煤田煤炭资源远景调查报告中可乐向斜南东冀中的KTC39、KTC41槽探工程（原贵州省地矿局113地质大队资料）进行煤层对比。主要依据为龙潭煤系第二段（P312）底部较稳定的细砂岩（B12），第三段（P313）底部一套较稳定的灰色中厚层状细砂岩（B8），第三段顶部较稳定的M18煤层和长兴组底部燧石灰岩作为对比标志，对各煤层进行对比连接。另以区内各煤层空间分布规律及煤层结构、煤岩、煤质特征、煤层层间距为辅助对比标志，但无深部工程进行矿区煤层对比，对比可靠程度较差，建议下步增加地表，并投入深部工程，较准确地进行煤层柱状对比。3）可采煤层特征赋存于龙潭组第三段（P313）煤系地层中M18、M23煤层，煤层较稳定，全区可采。现将各可采煤层主要特征简述如下：M18煤层：位于龙潭组第三段（P213）顶部，煤层厚1.261.50m，平均1.40m，常含一层厚0.05-0.10m的粘土岩夹矸，煤层较稳定，煤层顶板为粉砂岩，底板为粘土岩。M23煤层：位于龙潭组第三段上部，上距M18煤层约6-7m，煤层厚1.151.36m，平均1.25m，无夹矸，煤层结构单一，较稳定，煤层顶板为泥质粉砂岩，底板为粘土岩。以上两层可采煤层有老硐LD2、LD4及原生产矿井LD3、探槽TC1控制。可采煤层特征见表141。表141 可采煤层特征表煤层编号可采部分厚度（m）煤层倾角（º）煤层间距（m）煤层结构煤层稳定性顶底板岩性备注顶板底板M181.05-1.08456简单稳定粉砂岩粘土岩可采1.4M230.83-0.8745简单稳定泥质粉砂岩粘土岩可采1.251.3 矿井开拓情况煤矿设计按煤与瓦斯突出设计,同时考虑井巷支护,主要巷道均布置在煤层底板岩石中。主斜井(井口标高+1728m).倾角150。方位角2860。穿层布置在岩层中。掘至1698m向西以坡度30掘运输大巷576m,掘至 309m时在向上掘11731运输石门和11731运输顺槽,在主斜井附近+1724m处以21.50的坡度掘副斜井,穿层布置在岩层中。掘到+1690m标高处落平,向西以3%0掘进547m. 掘至 214m时在向上掘11731材料石门和11731回风顺槽.同时在+1738m标高以190度向西掘回风斜井,掘至+1700m标高处落平后 向西以坡度30掘运输大巷625m时与在主斜井、副斜井贯通形成系统.在回风上山150m处与11731运输巷和回风巷贯通形成首采面进行回采.盘区首采工作面采用仰斜开采,接替工作面采用仰斜开采。 本方案投产时的井巷工程量为3528m，其中新建岩巷2346m，新建煤巷1182m，详见开拓系统平、剖面图5.井筒用途、布置及装备根据井田开拓系统布置，矿井移交生产时共布置三个井筒，主斜井、副斜井、回风斜井。 1主斜井主斜井担负运煤和进风的任务。穿层布置在岩层中，井筒内铺设650mm胶带运输机方位角286°，倾角15度。投产时巷道长约190m。井筒净断面6.0m2，为直墙半圆拱形，围岩破碎带采用砌碹支护，围岩稳定段采用锚喷支护；井筒内铺设皮带输送机直通地表。井筒内设置有排水沟，人行台阶、通讯、照明、信号电缆。2回风平硐回风平硐为矿井专用回风井，担负矿井的回风任务，铺设有消防、防尘、生产用水管路。井口设有防爆门、引风道和安全出口，并配备抽出式通风机2台。井筒内设有排水沟，不铺设轨道。3副斜井副斜井担负提升矸石、下放材料设备、运人、进风等任务。井筒内设有排水沟、人行台阶和排水管路，铺设30kg/m轨型。详见井筒特征见表2-4-1。 井筒特征表表2-4-1井筒名称井口坐标井口标高(米)提升方位角(°)倾角(°)井筒长度(m)断面(m2)掘净XY主斜井2962955355444901728286151906.07.5副斜井296293335544593172428621.51046.07.5回风斜井2963896355446001738291191496.57.8注：表中坐标为北京坐标系，黄海高程。6.水平划分及标高本井田煤层倾角较小，一般610°左右，设计将全井田划分为一个水平，水平标高+1690m。7.通风方式根据开拓部署及井下巷道布置，矿井采用中央并列式通风方，通风方法为抽出式。8.采区划分矿井划分为一个水平二个采区开拓全矿。水平标高+1690m，+1690m标高以上为一采区，+1690m标高以下为二采区。9.开采顺序1)采区间的开采顺序本井田用一个采区一个工作面保产，首先开采一采区，然后开采二采区。2)采区内区段间的开采顺序采区内划分为条带, 区段间的开采顺序为条带前进式。3)采区的开采方式工作面为倾向长壁后退式回采。10.采区布置及装备1）采区划分矿井划分为一个水平二个采区开拓全矿。水平标高+1690m，+1690m标高以上为一采区，+1690m标高以下为二采区。2）运输大巷 、采区车场及硐室矿井井下设运输大巷；在+1690m标高设井底车场，车场形式为平车场；井下硐室有水泵房、变电所。3）回采工作面矿井年设计生产能力9万t/a，开采M73煤层，煤层赋存较稳定，煤层平均厚度1.6m。根据采煤工作面的特点，选用相应的机械设备，矿井首采工作面沿倾向长420m，工作面斜长100m，采用炮采工艺，刮板运输机型号为SGB-420/40X。采面运输巷采用转载机结合胶带运输机运煤。采面下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护。采面上、下巷超前支护均为：靠近煤壁10 m段采用双排托棚支护，往外10 m采用单排托棚支护。其设备配备详见表1-3-4。回采工作面主要设备表 表1-3-45）掘进工作面正常生产期间配备两个掘进工作面，采用GMZ-1.2型煤电钻和EZ22.0型岩石电钻进行掘进，配备KDF-6.3型局部通风机供风，功率2×11kw,风量3.5-5.5m3/ s。 其设备配备详见表1-3-5。掘进工作面设备配置表 1-3-511.采煤方法1）采煤方法的确定根据矿井开拓方式、采区巷道布置及煤层赋存特点，本矿井采用倾向长壁后退式采煤法。 2）采煤工作面的回采工艺及装备矿井年设计生产能力9万t/a，开采M73煤层,煤层赋存较稳定，煤层平均厚度1.6m。根据采煤工作面的特点，选用相应的机械设备，矿井首采工作面沿走向长420m，工作面倾斜长100m，采用炮采工艺，刮板运输机型号为SGW-420/40X。采面运输巷采用转载机结合胶带运输机运煤。采煤工作面顶板管理均为全部垮落法。工作面采用DW18-30/100型单体液压支柱，支撑高度为11101800mm，额定工作阻力为300kN/根（初撑力为75100KN/根），选用HDJA-1000型金属铰接顶梁配合单体支柱支护顶板。设计“三、四”排控顶，排距1.0m，柱距0.8m，最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m，放顶步距1.0m，工作面材料道每隔1m打一棵临时支护，煤壁落煤后及时挂梁，若顶板压力较大，可增设木垛。采面下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护。采面上、下巷超前支护均为：靠近煤壁10 m段采用双排托棚支护，往外10 m采用单排托棚支护。3）工作面循环方式、作业方式的选择采用“四、六”作业制，三班生产，一班维修设备。工作面长100m，年推进度380m。4）工作面生产能力设计开采M73号煤层工作面长100m，工作面采出率取95%（中厚煤层），则工作面年生产能力Q为：Q=工作面长度×年推进度×平均采高×煤的容重×工作面采出率=100×380×1.53×1.44×0.95=8.37(万t)矿井用1个工作面保产，采煤工作面出煤1×8.84=8.37(万t)，掘进出煤率按工作面出煤的10%计算为0.83（万t），则矿井年生产能力8.37+0.83=9.2(万t)，满足设计生产能力要求。1.4 通风瓦斯情况 瓦斯：该矿为毕节地区八县（市）煤矿整合、调整布局方案中新建煤矿，贵州省毕节市8号矿权普查地质报告未提供各煤层瓦斯含量。根据黔安监管办字2007345号文件，毕节市属于煤与瓦斯突出矿区，由于未作煤与瓦斯突出鉴定，且毕节市曾发生过煤与瓦斯突出事故，本设计按煤与瓦斯突出矿井设计和管理，矿井应尽快补作煤与瓦斯突出鉴定，并根据鉴定结果采取相应措施进行管理。矿井形成通风等生产系统后必须坚持一年一度的瓦斯等级鉴定工作，根据鉴定结果及时修正通风参数，以保证矿井安全生产。 煤尘：根据贵州省煤田地质局实验室煤尘性爆炸鉴定报告，该矿M18、M23煤层煤尘无爆炸性。为保障职工的身心健康及确保安全，在开采煤层时，须采取综合防尘措施，使井下巷道空气中的粉尘浓度降低到安全标准以下。 煤层自燃：根据贵州省煤田地质局实验室煤炭自燃倾向等级鉴定报告，该矿M18、M23煤层煤属不易自燃煤层（自燃倾向等级为级）。矿井选用BD6No:14型防爆对旋轴流式通风机两台，一台工作，一台备用，其额定参数为：风量1942.8m3/s；静压：5352035P a。配套电机功率2×45kw、380V。掘进工作面采用局部通风机进行压入式通风，选用KDF-6.3型局部通风机，功率为2×11kw，风量为3.5-5.5m3/s；采用直径为500mm的矿用阻燃风筒。矿井设计采用回采工作面先抽后采、采空区埋管抽放、掘进工作面先抽后掘等的瓦斯抽放方法。瓦斯抽放方式主要有煤层预抽和采空区埋管抽放。选用国产MYZ-150B型钻机3台，其钻进深度为150m，开孔直径115mm，终孔直径不小于87mm，给进方式为液压传动。根据2003年7月国家安全监督管理局（国家煤矿安全监察局）发布的第五号令：高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井应有瓦斯抽放措施。本矿为高瓦斯矿井，因未做煤与瓦斯 突出鉴定。暂按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理，因此，本矿需建立瓦斯抽放系统。1.5 煤层瓦斯基本参数第二章 瓦斯治理与利用现状2.1 矿井主要灾害因素矿为高瓦斯矿井，瓦斯分布极不均匀，其中一和中四采区瓦斯涌出量较大，2004年中四采区7246工作面绝对瓦斯涌出量达到24m3/min，中一采区7219工作面绝对瓦斯涌出量达到20m3/min，高瓦斯区的回采工作面瓦斯治理难度大，尽管采取的顶板高位钻孔和采空区埋管抽放等抽放方法，瓦斯抽放率达到50%以上，但工作面上隅角瓦斯仍时常超限，对矿井安全生产造成极大威胁。煤矿各主采煤层均具有自然发火倾向性，其中72和82煤层为易自燃极易燃发火煤层。特别是由于多煤层开采，煤层间距较小多在1020m，采空区裂隙极易沟通，造成漏风严重，极易引起自然发火。在2001年7215采空区曾经发生自燃现象，2005年 在7219工作面采空区出现高温现象，回风巷道局部地点CO浓度达到1000ppm以上，自然发火危害极为严重。矿井南翼三采区地温较高，7234综放工作面温度达到30以上，上隅角局部地点温度达到34，超过了煤矿安全规程第102条的规定，工作面作业环境恶劣，严重影响井下作业人员的身体健康和工作效率。矿井进入二水平生产后，地温灾害将变得更为突出。2.2 目前所采用的瓦斯治理技术及装备矿井主要采用抽放方法解决瓦斯问题。其瓦斯抽放泵型号为2BE3500-2BY4，数量2台。井下使用直径500mmPVC主管接到各采区回风上山，各采区回风上山使用直径400mm无缝钢管接到各车场，各车场用三通连接各抽放地点，各抽放地点用直径200mmPVC、159mmPVC等管材连接主管路。另有不同型号的移动瓦斯抽放泵9台。2001年10月投入运行的KJ90瓦斯监测系统，运行状况良好，所有采掘工作面都安装了瓦斯监测监控系统，根据实际监测需要，继续完善监测监控系统。2.3 机构设置及人员配备情况矿井现设置瓦斯抽排区，配备区长一人，技术员三人，副区长一人，下设三个专业队：抽排队、管子队、钻机队，总人数98人。通风区设置监控队：配备队长一人，技术员一人，分管副区长一人，专业维修人员5人，总人数22人 。2.4 瓦斯治理存在的主要问题和难点 煤层瓦斯基本参数欠缺，瓦斯赋存分布情况不明，不能有效地指导分区治理； 煤层透气性较差，抽放难度大，抽放效率低，瓦斯预抽效果差。 长距离煤巷掘进通风和瓦斯治理难度大； 综放工作面瓦斯涌出量大，在采取的多项治理措施仍不能有效解决上隅角瓦斯时常超限的问题； 矿井地压明显，巷道失修严重，通风断面不足，矿井通风阻力增加，使矿井负压超过3400Pa。矿井高负压一来造成漏风严重，有效风量率低；再者也对防治煤层自然发火造成极为不利的条件。 矿井煤层自然发火威胁严重，经常出现高温点和CO浓度超限现象； 矿井地温梯度较高，地热灾害严重，缺乏有效的治理措施。第三章 瓦斯治理目标 矿井通风系统顺畅，通风风量充足，矿井通风负压降到3000Pa以下。采区实现分区独立通风，设置专用回风道；井下各采掘工作面、峒室实现独立通风，风量配备符合规程要求 ；确保通风设施可靠稳定；实现采区内部通风系统优化，不断提高矿井抗灾能力。所有掘进工作面都配备两台相同能力的局部通风机，一用一备，采用双路电源供电。 摸清瓦斯赋存和分布情况，实现分区治理。 试验形成一整套长走向高产高效工作面瓦斯综合治理体系，通过调整工作面巷道布置和提高瓦斯抽放效果等措施，彻底解决综采综放工作面的瓦斯问题，实现工作面瓦斯零超限。 加大瓦斯抽放力度，实现瓦斯根治。 回采工作面瓦斯抽放率不低于50%，矿井瓦斯抽放率不低于35%。 矿井分年度瓦斯抽放量和瓦斯抽放率指标如下：年 度2006年2007年2008年2009年2010年矿井抽放量（万m3）8001000120012001400瓦斯抽放率（%）3540404550 试验形成一整套防治自然发火综合治理体系，通过采用煤层自然发火预测预报，合理调整开采顺序、井巷布置和通风方式，采用灌浆和注氮等措施，消除矿井自然发火事故。 试验形成矿井地热治理体系，力争将所有工作面温度控制在26以下，确保不超过30。第四章 瓦斯治理与利用规划的主要内容4.1 煤层瓦斯基本参数测定煤矿虽然已经在与其他院校的合作中对煤层的有关基本参数进行过测定，但煤层瓦斯基本参数相对来说比较欠缺，测定的参数也不很全面。因此为了基本摸清矿井各煤层的瓦斯赋存情况，首先应对煤层的瓦斯基本参数进行测定。利用矿井现有巷道，在不同采区、标高分别设点对不同煤层的瓦斯基本参数进行测定。重点针对煤层瓦斯含量不明确的采区II1采区、II2采区、中五采区，提前补勘，预测煤层瓦斯含量，以便提前进行瓦斯治理设计。煤层瓦斯基本参数测定的技术方案为：在煤层的底板岩石巷道中布置钻场，进行测压钻孔施工，运用测压钻孔现场实测煤层的原始瓦斯压力、钻孔瓦斯自然涌出量及钻孔瓦斯涌出衰减系数；在实验室对煤样进行煤的工业分析，测定瓦斯吸附常数、煤的孔隙率、瓦斯放散初速度和煤的坚固性系数等参数；在现场及实验室测定的基础上，通过分析、计算确定煤层的瓦斯含量、煤层透气性系数及钻孔瓦斯涌出衰减系数等基本参数。4.2 矿井瓦斯赋存规律研究由于清菜塘煤矿布情况不均匀，瓦斯分布存在条带变化，并且很不均衡，因此根据矿井不同标高、不同地点的瓦斯参数，结合矿井地质构造、煤层赋存等具体条件，对煤层的瓦斯赋存规律进行研究，分析不同区域的瓦斯赋存情况和瓦斯来源，有针对性的制定瓦斯治理方案。4.3 改善煤层透气性提高瓦斯抽放效果矿煤层透气性较低，煤层瓦斯预抽效果较差，为提高采煤面预抽和掘进面超前抽放效果，开展提高煤层透气性研究工作，技术路线为：在松软煤层中可采用高压水射扩孔技术提高瓦斯抽放效果，而在煤层硬度较大时，可采用深孔预裂爆破和煤层注水压裂的方法提高煤层的瓦斯抽放效果。4.4 高瓦斯长距离高产高效综放工作面瓦斯综合治理技术煤矿2采区工作面走向超过2000m，采区首采工作面7222走向长度达到了2200m。该区域煤层瓦斯量大，在煤巷掘进中存在长距离通风和瓦斯问题；回采工作面采用综放技术，工作面产量大，本煤层瓦斯和下部邻近煤层的卸压瓦斯涌出量大，因此应对采掘工作面进行瓦斯综合治理。4.4.1 长距离煤巷掘进工作面瓦斯综合治理在2采区72煤层煤巷掘进过程中，主要采用瓦斯抽放结合通风的方法进行瓦斯治理。考虑2采区煤巷长度较长，为消除远距离压入式通风不易解决风流后方瓦斯涌出的问题，同时可以保证掘进工作面的瓦斯抽放具备足够的抽放时间，工作面煤巷掘进采用双巷布置，在工作面布置一条腰巷，同时也可利用腰巷进行采面顺层抽放钻孔的施工。 长距离掘进通风技术 加大局扇供风能力采用先进的大功率对旋局扇，有效克服风筒长距离供风阻力；安设同等能力的备用局扇，主备局扇实现分开供电，当工作局扇停止运行时，备用局扇自动启动运转，提高长距离掘进工作面供风的可靠性。 选用优质大直径风筒采用优质低阻橡塑柔性风筒，加大风筒直径，在风筒高压部位采用打包装带加强的方法解决风筒由于供风距离过远，靠近局扇附近风筒压力大容易造成风筒脱节的问题。 优化局部通风系统增大掘进巷道断面，降低通风阻力；同时采用机巷、腰巷双巷掘时，每隔200300m开掘通风联巷，及时前移供风局扇，缩短局扇供风距离，保证工作面的通风压力和有效风量。 掘进工作面边抽边掘机巷和腰巷采用双巷交叉掘进，两巷平距50米，每隔300400米施工联巷，构成系统，消除远距离通风，解决后路煤巷瓦斯涌出。其中一个掘进工作面正常掘进，另一个进行瓦斯抽放，抽放时间不少于一周，两条巷道交替进行。沿巷道两帮每间隔50m布置两钻场，在每个钻场内，施工4个钻孔，钻孔直径91mm，各钻孔开孔间距0.5m，终孔间距为1.01.5m；终孔端控制在轮廓线外35米，设计孔深为6080米。同时在迎头施工瓦斯抽放钻孔，设计孔深为50米，钻孔密度每平方米不少于2个。图1 72煤层煤巷掘进瓦斯抽放设计示意图高抽巷和上风巷每隔300400米施工联巷，构成系统，消除远距离独头通风。在沿空风巷向上区段采空区打抽放钻孔进行抽放，每隔20米打一组3个钻孔，钻孔直径91mm，孔深为15米。钻孔具体布置如图1所示。4.4.2 高产高效工作面瓦斯涌出特征及规律研究高产高效工作面采用综合机械采煤，工作面推进速度快，工作面长度大，走向长度长，瓦斯涌出量大，容易造成回风巷和局部地点，尤其是上隅角瓦斯积聚。通过对工作面瓦斯涌出特征及规律进行考察，确定瓦斯来源、各个来源的涌出比例及瓦斯涌出特征规律，为瓦斯治理提供基础。在工作面从煤壁至采空区和工作面进回风巷布置测点，测量各测点在不同条件下的瓦斯浓度和风量，根据实际测量的数据，分析工作面瓦斯涌出中落煤瓦斯涌出、煤壁瓦斯涌出、围岩瓦斯涌出、回采丢煤瓦斯涌出、邻近层瓦斯涌出的涌出量和涌出比率，掌握瓦斯涌出特征和规律。4.4.3 高产高效工作面瓦斯综合治理由于为煤层群开采，72煤层回采过程中的瓦斯治理除了72煤层本身的瓦斯涌出问题，还有邻近煤层的瓦斯由于受到采动影响的卸压瓦斯涌出，因此工作面的瓦斯治理应采用顺层钻孔抽放本煤层瓦斯、穿层钻孔抽放邻近层卸压瓦斯，顶板高抽巷或顶板走向钻孔抽放邻近层和采空区瓦斯等方法相结合的进行综合瓦斯抽放。 顺层钻孔预抽本煤层瓦斯顺层钻孔布置在工作面的腰巷施工，钻孔可采用平行布置，钻孔设计间距10m，在腰巷分别向上和向下施工，钻孔孔深分别为60m和30m，均匀控制整个工作面回采区域的煤层。顺层钻孔也可采用扇形布置，沿腰巷每间隔20m布置一组上向和下向6个钻孔，开孔间距2.0m，终孔间距为10m；钻孔直径91mm，设计孔深分别为60m和30m。钻孔封孔深度不低于5米，工作面预抽期不少于60天。顺层钻孔扇形布置如图2所示。图2 工作面顺层钻孔扇形布置示意图 顶板高位抽放巷抽放在72煤层顶板布置高位抽放巷道对卸压瓦斯进行抽放，高位巷道布置在距 72煤层法线距离20m 25m的顶板岩石中，在平面位置上距风巷内错1820m。使用前预埋好抽放管路，并注浆封闭，接入地面抽放系统进行抽放。高抽巷使用前对所有与风巷相联的联巷进行封闭。顶板高位抽放巷布置如图3所示。图3 工作面顶板高位抽放巷布置示意图 埋管抽放采空区瓦斯在工作面上风巷埋设抽放管路对采空区瓦斯进行抽放，埋管采用“L”型布置，在上风巷每隔1520m间距施工一个站柱钻孔，位置按距上帮0.6米布设。每个钻孔垂直巷顶施工12m，垂直底板施工2 m。钻孔全部下入直径108mm的套管，套管上端4m段布置花眼，下段2.0m用水泥浇灌。站管下部焊接三通利用8寸软管引出与埋管连接好后合茬，随工作面推进埋入采空区后进行抽放。埋管布置见图4。图4 工作面采空区埋管抽放布置示意图 穿层钻孔抽放邻近层瓦斯抽放在72煤层工作面回采过程中，下部邻近的8煤的瓦斯由于受到采动底板影响，其卸压瓦斯大量向开采的72煤层涌出，对72煤层工作面回采造成很大的安全威胁。因此，可采用在72煤层工作面回采之前在上、下顺槽布置钻场施工下向穿层钻孔，穿透8煤，对煤层的卸压瓦斯进行抽放，减少其向72煤层回采工作面涌出。钻场间距30m，钻孔呈扇形布置，钻孔往工作面切眼方向倾斜，钻孔终孔间距30m。4.5 完善瓦斯抽放系统、实施瓦斯抽放工程随着矿井生产向二水平延深，需增加瓦斯抽放管路，形成覆盖全矿井的瓦斯抽放系统，目前地面抽放泵流量为200m3/min，未来五年内，随着抽放量增加和抽放距离增长，需要更换地面永久抽放泵。井下个别地点需要增加辅助临时抽放泵，需增加井下临时抽放泵。提倡采用多种方法抽放，包括顺层孔抽放，高位钻孔抽放等，配套使用的钻机也要增加，保证抽放钻孔施工。4.6 矿井通风系统优化研究 目前矿井扇风机最大能力约为1.2万m3/min，仅能满足目前生产需要，矿井向二水平投产后，首先急需更换主扇，使通风能力达到2万m3/min，其次要对目前的矿井通风系统进行优化改造，减少通风阻力。 优化矿井通风系统，各采区实行分区独立通风，各采区专用回风道贯通整个采区；保证综采放顶煤工作面风量不低于1200m3/min，通风断面不小于10m2；综采工作面、高档普采工作面风量不低于800m3/min，通风断面不小于9m2；炮采工作面风量不低于600m3/min，通风断面不小于8m2。 改进矿井局部通风方式，采用双风机、双电源供电并能自动切换，再后来实现采区双高压供电。保证掘进风机用电稳定可靠，杜绝因为风机供电影响导致掘进工作面无风，而造成的瓦斯事故。 加强巷道修护，保证主要进回风巷巷道实际断面不小于设计断面的70%，杜绝严重失修巷道。4.7 机械化开采易燃煤层群防治自然发火技术煤矿各主采煤层均具有自然发火倾向性，其中72和82煤层为易自燃极易燃发火煤层。矿井多煤层开采造成采空区严重漏风，极易引起自然发火。通过对煤层自然发火机理研究，为海嘎煤矿煤层自然发火的预防和治理提供依据。通过对开拓、开采方式、煤层开采顺序等研究，结合通风系统的调整和配套建立灌浆系统和注氮系统，提升防治自然发火的技术水平。研究、试验工艺流程如下：实验室实验建立数学模型现场试验验证模型调查研究影响自然发火因素设计合理的防灭火措施现场实施防灭火措施防灭火效果考察补充完善防灭火措施 煤层自然发火机理研究在煤矿采取72和82煤层煤样，采用升温氧化气体产物测定法、煤吸氧量吸氧速度测定法、煤自燃倾向性测定法、煤样的物理化学分析法、硫化矿物测定法等进行实验研究，建立数学模型及解算方法，提出海嘎煤矿煤层自然发火机理和建立自然发火危险性评价方法，为矿井煤炭自然发火的预防和治理提供依据。 以升温氧化实验、DSC测试实验为基础，建立煤自燃潜伏期解算数学模型，计算煤自燃潜伏期。 根据煤升温氧化气体产物测定实验，计算煤与氧反应动力学参数。 根据上述实验和计算，分别提出煤自然发火机理和建立煤自然发火危险性评价方法。 采空区自燃“三带”研究采用示踪气体对采空区风流流场监测，确定采空区自燃“三带”和自然发火标志气体，并研究工作面推进速度、自燃潜伏期之间的关系。 自然发火防灭火措施通过对开拓、开采方式、煤层开采顺序等研究，确定适合防治煤层自然发火的合理开采方式和参数，同时结合通风系统的调整，减少采空区漏风。确定适合煤矿条件有利于自然发火防治的工作面合理布置参数和通风参数。研究以黄泥灌浆、凝胶和泡沫灭火材料和注氮相结合的自然发火综合防治技术，研究防灭火密闭快速封闭技术和防灭火临时快速密闭设备。通过试验，形成一整套防治自然发火综合治理体系，通过采用煤层自然发火预测预报，合理调整开采顺序、井巷布置和通风方式，采用灌浆和注氮等措施，消除矿井自然发火事故。4.8 矿井热害防治矿热害较为严重，个别工作面温度达到32以上，高温环境严重影响人员作业及设备的正常运转，对防治自然发火也增加极其不利的负面因素。因此，通过相关研究，利用非制冷降温措施和人工制冷降温等综合措施，消除热害。 高温点分布、地热来源成因分析通过对井下高温地点的调查，以及对地热来源和形成原因进行研究。对矿井的地热地点、地热程度进行分类分区，针对不同的地热灾害级别进行分区治理，分别采取有针对性的降温措施。 非人工制冷降温措施非人工制冷降温措施是矿井最经济的降温手段，主要采取巷道布置方式和通风方式调整及进行煤岩壁注水等措施。合理进行井巷开拓和采区巷道布置，尽量减少在高温地点布置巷道，或井下巷道尽量远离高温热源和高温地点。合理调整矿井通风系统和通风方式，采用工作面下行通风方式，使工作面进风流不经过或尽量少经过高温地点，降低进风流的温度；井下机电硐室采用独立通风，不将设备的产热带至作业地点。在风流经过巷道和作业地点巷道的煤岩壁进行注水，降低煤岩体的温度，同时利用水体的蒸发降低风流的温度。作业地点的大型机电设备采用水冷降温方式，减少设备运行向风流释放热量。 人工制冷降温在采取非人工制冷措施仍不能将作业地点的工作温度降至30以下，可采用井下制冷降温设备进行人工制冷降温。4.9 瓦斯综合利用煤矿为高瓦斯矿井，瓦斯集中抽放系统在2004年度投入使用，通过对矿井瓦斯抽放方法的优化、中煤组煤层群开采瓦斯治理工作的开展，矿井瓦斯抽采量将得到很大的提高。瓦斯抽采既是保证矿井安全生产的重要措施，而且抽出的瓦斯是一种优质的洁净能源，具有广泛的用途目前，瓦斯发电是瓦斯利用的一种主导途径，祁东煤矿已经建立瓦斯发电厂，将瓦斯转化为电能，已经积累了一定的经验。因此，海嘎煤矿也将瓦斯发电作为瓦斯利用的首选，计划在2009年建立瓦斯发电厂一座，安装四台机组，总装机容量为4800Kw，以达到“以瓦斯利用促进瓦斯抽放，以瓦斯抽放保证矿井安全生产”的良性循环4.10 建立井下人员定位跟踪系统为更好地加强井下人员管理，掌握活动情况，实现及时人员调配，提高人员效率，特别是发生灾变是人员撤离，通过单人携带信号发射装置，利用现有线缆安装人员跟踪定位系统，实现人员准确定位。第五章 配套工程、科研项目及资金概算5.1 需要开展的科研项目 二水平煤层瓦斯基本参数测定； 矿井瓦斯赋存规律分析研究； 改善煤层透气性提高瓦斯抽放效果技术研究； 长走向高产高效工作面瓦斯综合治理技术； 机械化开采易燃煤层群防治自然发火技术研究； 深水平煤层开采防治地热技术研究； 瓦斯综合利用研究。5.2 资金概算煤矿为配合20062010年瓦斯治理规划，从技术、资金、设备和配套工程进行了很大的投入。五年中矿井在“一通三防”安全投入为23704万元，矿井在 20062010年“一通三防”安全投入的总体资金投入和分年度的资金投入情况详见表5。其中： 矿井在瓦斯抽放工作中的安全投入为6092万元；主要包括每年的瓦斯抽放巷道和钻孔工程（工程具体安排详见表6）、每年的瓦斯抽放管路（管路长度为需要抽放的回采工作面走向长度的2.5倍加上专用抽放巷道的长度）、抽放材料、抽放设备（包括2010年海嘎增加两套井下移动抽放系统）和抽放奖励等。 矿井在通风系统改造和优化中的安全投入为4582万元；主要包括2006年矿井通风系统改造（具体工程见表7）、主通风机风机在线自动监测系统、每年局部通风机的添置和专用回共风巷道的维护费用。 矿井在监测监控系统中的安全投入为580万元；主要包括矿井监测监控系统升级改造、新建井下人员定位系统、以及每年监测监控系统的日常维护等。 矿井粉尘防治工作中的安全投入为400万元；主要为矿井防尘管路改造，防尘设备、设施的购置和维护等。 矿井在防治煤层自然发火工作中的安全投入为4400万元；主要包括矿井建立地面灌浆系统、地面制氮系统、火灾束管监测系统；购置CO2发生器等。 矿井在地热防治中的安全投入为1000万元；主要为建立地面制冷降温系统。 矿井在瓦斯利用工作中的投入为4000万元；主要为矿井新建瓦斯发电厂一座。 矿井在安全仪表中的安全投入为150万元；主要为矿井在自救器、光学瓦斯检测仪、便携式瓦斯检测仪等安全仪器仪表上的投入。 矿井在科研项目上的投入为2500万元；主要为对矿井需要解决的改善煤层透气性提高瓦斯抽放效果技术研究、长走向高产高效工作面瓦斯综合治理技术、机械化开采易燃煤层群防治自然发火技术研究、深水平煤层开采防治地热技术研究和瓦斯综合利用等重点技术难题进行攻关研究所需的科研经费和科研项目所需的配套装备和仪器仪表。表5 煤矿20062010年一通三防安全投入资金概算表类别工程名称单位年 度20062007200820092010合计单价(万元)金额 (万元)瓦斯抽放抽放巷道米1200200010001000100062000.42480抽放钻孔米25000400004000040000400002250000.012250抽放管路米870012500896371509940472530.0221040抽放材料万元2027201622105抽放设备万元40404040100340抽放奖励万元6076737375357合 计（金额）万元104216181130108612166092通风系统风机在线自动监测系统套223060通风系统改造万元19971997局扇及风筒套15151515157525专用回风巷维护米20002000200020002000100000.22000合 计（金额）万元2502505505505