金河 2010年瓦斯专项治理方案4.23定稿(2)

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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