瓦斯防治方案.doc

六盘水市钟山区大湾镇三鑫煤矿瓦斯防治方案六盘水市钟山区大湾镇三鑫煤矿第一节瓦斯防治方案一、前言为了贯彻贯彻防治煤与瓦斯突出规定，贯彻贯彻上级有关瓦斯防治文献会议精神，进一步加强矿井防突管理工作，推动我矿瓦斯综合防治工作体系建设，防止煤业瓦斯突出事故发生，保证我矿安全生产，根据上级有关部门文献规定，特制定本方案。（一）指导思想以科学发展观为指导，认真贯彻“安全第一、防止为主、综合治理”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理工作方针，全面贯彻国家、公司关于煤矿瓦斯治理的工作部署，遵循“标本兼治、重在治本”的原则，结合我矿的实际情况构建“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的煤矿瓦斯综合治理工作体系，最终实现瓦斯彻底整治。（二）瓦斯防治基本规定加强矿井防突管理，找出瓦斯治理工作中存在的重要问题和隐患、制定的确可行的整改措施，使矿井通风系统合理，稳定、可靠。瓦斯治理工作到位。力求达成“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”，为实现2023年安全生产目的打下坚实基础。（三）瓦斯防治基本原则1、严格贯彻贯彻“安全第一、防止为主、综合治理”的安全生产工作方针，坚持标本兼治，重在治本的原则。2、合理布置采掘工作面，保证采掘关系平衡。3、瓦斯综合治理能力大于生产能力。4、建立完善可靠的通风系统，保证系统合理、设施完好、风量充足、风流稳定。5、加大瓦斯治理力度，实现“通风可靠、检测监控、人工检测、实时监控”的规定。6、建立有效的安全检测监控系统，保证装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速。7严格管理，完善制度、贯彻责任、认真执行、严格监督。8、排除隐患，将事故消灭在萌芽状态之中，杜绝事故的发生。（四）瓦斯防治目的1、防范一般瓦斯事故，杜绝较大瓦斯事故与重大瓦斯事故；2、防范采掘工作面瓦斯超限。3、建立完善的瓦斯防治系统，最大限度地消除瓦斯危害。4、建立完善的瓦斯检测监控系统，保证监控有效。（五）瓦斯防治范围及治理重点我矿是一个9万吨/年“五证一照齐全”生产矿井，本年度的采掘工作重要为巷道掘进工作，因此，要做好通风系统的管理工作和石门揭煤工作，在矿井不同采掘时期必须编制相应的，有针对性防突技术措施，严防瓦斯事故的发生。二、矿区概述（一）概述1、交通位置六盘水市钟山区大湾镇三鑫煤矿属钟山区生产矿井之一，建设地址在钟山区大湾镇顶拉村。矿区地理坐标：东经10435391043600，北纬264548264617，矿丼距六盘水市中心约50公里，距大湾火车站约2公里，赫章至水城二级公路从矿区外西部通过，交通方便。2、矿区范围根据贵州省国土资源厅2023年7月颁发的六盘水市钟山区大湾镇三鑫煤矿采矿许可证（副本，证号6），矿区范围由4个拐点坐标圈定（拐点坐标见表1-4-1），面积0.2771km2，开采深度由1900m至1570m。矿区走向长约0.6km，倾斜宽约0.49km。矿区面积0.2771km2。表141矿区范围拐点坐标表矿山名称拐点编号X坐标Y坐标三鑫煤矿1296155535459657229615433545979632962023354602404296244535459735（二）开采技术条件（一）区域水文地质条件区域范围内地下水重要分为碳酸盐岩溶水、裂隙水、部分为孔裂水。碳酸盐岩溶水分布于裸露及半裸露岩溶山区，泉水流量大；裂隙水为大气降水渗入风化裂隙、构造裂隙而形成，泉水流量小。（二）矿区水文地质条件1、地层富水性矿区面积0.2771km2，重要在龙潭组、飞仙关组及第四系，另一方面为峨眉山玄武岩组。地层富水性简述如下（由下至上）：（1）玄武岩组玄武岩，厚一般400m。出露于井田南西部，占矿区总面积的8%，多呈同向陡坡。泉点稀少。流量约0.050.08l/s，富水性弱，为含煤地层与茅口组含水层间的隔水层。（2）龙潭组厚一般240m，砂泥岩夹煤层。占总面积50%左右。含水段由细砂岩、粉砂岩及少许碳酸盐岩组成，其分层厚0.5020m，上、下为泥质岩、煤层相隔，使地下水具承压性。一般泉流量为0.011.46l/s。个别点流量较大，季节性泉亦较多。（3）飞仙关组厚约450m，以粉砂岩、细砂岩为主，夹数层薄层状灰岩、泥灰岩，富水总性弱，属裂隙含水层。（4）第四系孔隙水矿区内覆盖的第四系，为孔隙水，含水较弱，有一定的厚度，在矿区分布较广，有一定的蓄水量，对煤矿开采有影响。2、断层带水文地质特性在矿区北西部有一条走向呈近北东南西向的正断层F146。断层倾向北西，倾角约5070，断距约60m。井下发现2条小断层，全为正断层，断距均不大于3m。区内没有褶曲。断层破碎带均为粉砂岩，砂质泥岩及其碎屑紧密充填而胶结，透水性较弱或不透水。其它断层规模均不大，局部出露季节性泉水，对矿床充水作用甚微。3、地表水、地下水动态变化矿区位于长江水系乌江上游三岔河（大湾河）支流流域范围内,三岔河（大湾河）位于矿区外的北东部约2km，由北西向南东流过，据相关资料显示，河床标高在1785m左右。区内除有一小河沟外无大的河流流过，地表水系呈树枝状汇集于该小河沟内,最后经小河流到大湾河内。小河沟流量一般小于5.0l/s，多为雨源型充沟,流量随季节的变化而变化,降水时雨量骤然增大,雨停时则迅速减小,冬春(枯水季节)甚至于干枯断流。矿区地形总体为北西高南东低，本地最低侵蚀基准面为矿区外北东部的三岔河河床标高，其海波高度为1785m左右，低于本地最低侵蚀基准面，煤矿开采，地表水补给地下水，将增长煤矿矿坑涌水量。总之，地表水、地下水受大气降水影响，其流量、水质变化均与降水的季节和强度相相应，雨季流量增大，矿化度减少，枯季则相反。地下水以泉或分散流形式补给溪沟，各含水层无直接的水力联系，且地下水动态变化显着，周期性较明显，并具滞后现象。5、充水因素分析（1）大气降水：是重要的充水水源。含煤地层裸露，直接接受大气降水补给，其充水强度和降水的强度及连续时间有着密切联系。（2）地表水：区内冲沟发育，切割较深。有些冲沟常年有水，枯季流量较小，雨季暴涨。因此，在上述地表水体下采煤应注意地表水溃入。（3）老窑水：区内老窑和小煤矿分布广泛，且开采历史悠久，大部分被关闭。老窑采空冒落导致地表开裂、塌陷，致使地表水及降雨由裂隙渗入老窑蓄积。因此，老窑大多有积水。开采浅部煤层，应防止老窑水涌入。（4）第四系孔隙水：岩石破碎，透水性较强，特别在雨季水量猛增，（5）矿井直接充水含水层：含煤地层与隔水段层间互状，虽富水性弱，但具一定的承压性，应做好排水准备。（6）断层带水：断层破坏了地层的完整性、连续性，减少了岩石的力学强度。含煤地层重要以塑性岩石为主，受力后发生塑性变形，破坏以剪断为主，常形成微张开甚至闭合的裂隙，断层带岩石胶结性中档，缺少对地下水储存和运动的有效空间，含水性和导水性不强，但上覆地层断层带有一定含水性，导水性较好，也许连通含煤地层上部的中强含水层或地表水，加之未来矿床开采中，人工采矿裂隙大量出现，改变了断层带附近应力场和地下水的天然流场，地表水、地下水就有也许沿断裂带流入矿井。（7）下伏栖霞茅口组强含水层：与含煤地层有400余米的玄武岩相隔，对矿井充水影响不大，但当断层切割使其与含煤地层直接接触时，开采煤层应进行探放水。5、矿井涌水量根据贵州省地质矿产资源开发总公司2023年8月编制的贵州省六盘水市钟山区大湾镇三鑫煤矿地质报告，该矿最小涌水量为5m3/h，正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为32m3/h。6、水文地质类型根据各含隔水层水文地质特性、断层导水性及动态变化特性，区内地下水补给来源重要为大气降水，地表水及地下水排泄条件良好，周期性较明显。综上所述，本区水文地质类型属裂隙充水矿床，水文地质条件中档。3、瓦斯、煤尘及煤的自然倾向性1）瓦斯（1）矿界范围内原有煤矿瓦斯涌出情况根据贵州省煤炭管理局文献：黔煤生产字20231504号对六盘水市2023年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，三鑫煤矿矿井绝对瓦斯涌出量8.85m3/min，相对瓦斯涌出量为42.95m3/t，鉴定等级为突出矿井。由专篇得知，开采1713m标高2#煤层时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为39.10m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.11m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为14.14m3/min，相对瓦斯涌出量为74.59m3/t。同理：开采1713m标高4#煤层时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为42.06m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为0.64m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为15.64m3/min，相对瓦斯涌出量为82.5m3/t。开采1713m标高5#煤层时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为41.17m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为0.58m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为15.14m3/min，相对瓦斯涌出量为79.87m3/t。开采1713m标高7#煤层时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为19.35m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为0.95m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为9.59m3/min，相对瓦斯涌出量为50.56m3/t。开采1713m标高8#煤层时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为23.83m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为0.66m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为9.95m3/min，相对瓦斯涌出量为52.46m3/t。开采1713m标高11#煤层时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为9.13m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.51m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为8.39m3/min，相对瓦斯涌出量为44.27m3/t。开采1648m标高4#煤层时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为51.44m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为0.48m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为18.03m3/min，相对瓦斯涌出量为95.08m3/t。开采1648m标高5#煤层时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为51.36m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为17.89m3/min，相对瓦斯涌出量为94.37m3/t。开采1648m标高7#煤层时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为24.66m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为0.70m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为10.36m3/min，相对瓦斯涌出量为54.62m3/t。开采1648m标高8#煤层时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为31.55m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为0.52m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为11.88m3/min，相对瓦斯涌出量为62.65m3/t。开采1648m标高11#煤层时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为12.36m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.20m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为8.28m3/min，相对瓦斯涌出量为43.7m3/t。瓦斯涌出形式：该矿瓦斯涌出为普通涌出，瓦斯从煤层表面非常微细的缝隙中缓慢、均匀而持久地涌出，一方面是游离瓦斯涌出，而后是吸咐瓦斯解吸转为游离瓦斯涌出，这是该矿瓦斯涌出的重要形式。矿井瓦斯来源分别来源于回采工作面、掘进工作面及采空区。A、回采工作面瓦斯涌出构成一是来自开采煤层瓦斯涌出，二是来自开采煤层影响范围之内邻近煤层瓦斯涌出，涉及上邻近层和下邻近层。B、掘进工作面涌出瓦斯构成一是来自掘进巷道煤壁涌出，二是来自掘进落煤的瓦斯涌出。C、采区瓦斯涌出量是指采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和。D、矿井瓦斯涌出量为全矿内所有生产采区和已采区（涉及其它辅助巷道）瓦斯涌出量之和。2）煤层自燃根据鉴定结果，2#、4#、5#、7#、11#煤层自燃倾向性属三类、不易自燃，8#煤层未鉴定，矿井按不易自燃矿井进行设计。但应及时对8#煤层取样鉴定进行。3）煤尘爆炸危险性：根据鉴定结果，矿井可采煤层，2#、4#、5#、7#、11#煤层均具有煤尘爆炸危险性，8#煤尘无鉴定资料，矿井按有爆炸危险性进行设计4）煤与瓦斯突出根据2023年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文献（黔安监管办字2023345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。钟山区所在水城矿区被划定为突出矿区，三鑫煤矿矿区范围内的8#煤层未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，因此，所有按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。三、矿井开拓开采现状（一）井田开拓矿井采用斜井进行开拓，布置有主斜井、副斜井、回风斜井三个井筒。主斜井铺设轨道运送煤炭，副斜井铺设轨道运送矸石、设备、材料并安设可摘挂式架空乘人装置运送人员（行车时摘下蹬座，进行矸石、材料、设备运送，架空乘人装置运营时，安上蹬座，运送人员），回风斜井安设重要通风机作专用回风。主斜井（为运用巷道）从矿井中南部11#煤层露头开口以29的倾角施工至+1713m标高，然后施工运送石门至揭穿2#煤层；副斜井（为运用巷道）从矿井中北部2#煤层露头开口以29的倾角施工至+1713m标高；回风斜井（为运用巷道）从矿井中南部11#煤层露头开口以29的倾角施工至+1713m标高，在回风斜井内+1754m标高施工回风石门至揭穿4#煤层，然后顺煤层施工回风下山（为运用巷道）至1735m标高后沿煤层走向施工联络巷，再施工回风石门揭穿2#煤层；通过联络巷与主斜井、副斜井贯通形成一采区开拓系统。在2#煤层的+1713m标高布置首采工作面的运送巷、+1735m标高布置首采工作面的回风巷，4#煤层的+1741m标高布置掘进工作面的回风巷、+1713m标高布置掘进工作面的运送巷。在副斜井底部布置井底水仓和水泵房，水泵房底板的标高为+1713.5m。主斜井井口坐标：X2961803，Y35459986，Z1825，=206,=29；副斜井井口坐标：X2962023，Y35459862，Z1838，=215,=29；回风斜井井口坐标：X2961940，Y35459944，Z1840，=193,=29。运用的主斜井和回风斜井布置在最下面的11#煤层中，井巷不压煤，运用的副斜井布置在2#煤层中，一采区前期为减少工程量，开采2#和4#煤层时，运用原有的副斜井运送人员，一采区后期开采5#、7#、8#、11#煤层时新掘副斜井，关闭原有副斜井，采用区段石门联合开采5#、7#、8#、11#煤层。矿井内2#与4#煤层之间的层间距为8.0m，4#与5#煤层之间的层间距为5.4m，5#与7#煤层之间的层间距为10m，7#与8#煤层之间的层间距为9.0m，8#与11#煤层之间的层间距为20.0m，故将2#、4#、5#、7#、8#、11#煤层划分为一个煤组。矿井采用联合布置，联合开采。矿井划分为1个水平，2个采区。水平标高为1713m，水平以上为一采区；水平以下为二采区。二采区继续施工主斜井、副斜井、回风斜井至+1648m标高，贯通形成二采区的开拓系统，通过石门揭穿4#、5#、7#、8#、11#煤层，然后布置回采和掘进工作面。（二）水平划分矿井内2#与4#煤层之间的层间距为8.0m，4#与5#煤层之间的层间距为5.4m，5#与7#煤层之间的层间距为10m，7#与8#煤层之间的层间距为9.0m，8#与11#煤层之间的层间距为20.0m，故将2#、4#、5#、7#、8#、11#煤层划分为一个煤组。矿井采用联合布置方式，划分为1个水平，2个采区。水平标高为1713m，1713m水平以上为一采区；水平以下为二采区（三）重要生产系统概况1、矿井通风1）通风方式：中央并列式。新鲜风流由主斜井、副斜井进入，乏风通过回风斜井排出。回采工作面和各掘进工作面均采用独立通风，采面采用“U型”通风，掘进工作面采用压入式通风。2）通风方法：机械抽出式3）选用型号为FBDCZ-6-NO14的防爆轴流式通风机两台作矿井主扇，一台工作，一台备用。其技术参数为：风量14.839m3/s；静压：8202023Pa。配套电机功率45kw2、电压380V/660V。4）掘进通风为压入式局扇通风，局扇型号：FBDNo5.6/211台2、运送系统1）运煤运矸系统采煤工作面（搪瓷溜槽）采面运送巷运送石门煤仓主井（箕斗）地面2）材料运送系统地面运送石门回风巷采面3、排水系统本矿为斜井开拓，在副斜井底部布置井底水仓（副斜井井口标高约：+1838m，水仓标高：+1713.5m），采用水泵集中排水，将井下涌水量直接排至地面污水解决池进行解决运用或外排。4、压风系统现有的两台（1台工作，一台备用）WBS-75A型螺杆式压缩机可满足规定，其技术参数为：电机功率：75kW，排气量13.0m3/min，排气压力0.80MPa。使用压风自救时，其他耗风设备停止使用。矿井压风自救系统设立：采掘工作面每隔50m设立一组压风自救系统，其他地点每隔150m设立一组压风自救系统，共计21组。井下主斜井、运送石门压风管选用894.5mm的钢管，其他地点的压风管选用584.0mm的钢管。5、供电系统电源矿井设计双回路供电。一回引自水矿集团顶拉煤矿6kV变电所，供电线路规格为LGJ50，单回长约3km；另一回路由大湾镇10kV变电所至矿井，供电线路规格为LGJ50，单回长约5km。矿井地面高压输电线路电压为6kV和10kV，这里选择使用一台10kV/6kV降压器（需向变压器厂家专门订货）将10kV电压降至6kV。设计负荷该矿生产能力为9万吨/年，斜井开拓，全矿安装设备64台(件)，其中工作设备50台(件)；设备总容量1369.7kW，其中工作容量935.1kW；计算有功负荷为664.9kW，无功负荷583.1kar，视在负荷8891.1kVA，矿井年耗电3324500kwh，综合电耗为36.94kW.h/t煤。矿井电力负荷记录见表8-1-1。6、防尘系统由主立井附近250m3的水池向井下供水，主管采用DN80钢管，共500m，主管由副井到采煤工作面运送和回风巷，掘进工作面运送和回风巷，支管采用DN50钢管，共400m；井下配有防尘管网、洒水及喷雾装置，设施齐全。7、通讯系统1）行政通信在矿调度室安装与本地通信网络相通的直拨电话。2）生产调度通信设计选用DDK3A型矿用型调度互换机。井下通过安全栅成为本安型通信，井下和地面的重要部门可设立成直通用户。（2）井下通信由主斜井铺设两根通信电缆，在井下用联络电缆将两根电缆相连接构成迂回通道，当任一条电缆出现故障时，可迅速转接保证井下重要电话用户的通信。井下话机选用与DDK3A调度总机相配套的HAK1型本安自动按键话机。在地面变电所、井底车场和采掘工作面等地点应安装电话。地面通风机房、地面瓦斯泵房、地面变电所的电话应能与矿调度室直接联系。8、监控矿井装设有KJ90NA瓦斯监控系统，监控系统地面中心站配置监控主机IPC6102台，数据库服务器2台，井上、下共设立8个监测分站，分别对井下空气中甲烷、CO、CO2、粉尘、温度以及井上下重要设备（重要通风机、主排水泵、瓦斯抽放泵等）开停、重要风门开闭等进行监测监控。系统可实现对各类传感器的数据采集、实时解决、打印、存储、显示、控制，实现瓦斯断电仪和瓦斯风电闭锁装置的所有功能。9、瓦斯抽放系统矿井高负压系统运用二台（一台工作、一台备用）2BE1-303型真空泵，590rpm(min-1)，传动形式为皮带，供水量5.1m3/h，电机功率为75kW，电压660V/380V。瓦斯泵工况点参数为：Q=53.33m3/min、H52.5KPa。矿井低负压系统运用现有的二台（一台工作、一台备用）2BE1-303型真空泵，590rpm(min-1)，传动形式为皮带，供水量5.1m3/h，电机功率为75kW，电压660V/380V。瓦斯泵工况点参数为：Q=53.33m3/min、H68KPa。管路布置为：高负压由瓦斯泵房经回风斜井到井下，敷设DN250mm主管、DN200mm、DN100mm支管至各钻场，相应的附属设施组成抽放系统；低负压由瓦斯泵房经回风斜井到井下，敷设有DN250mm主管至采面上隅角，相应的附属设施组成抽放系统。四、瓦斯治理的必要性和可行性（一）瓦斯治理的必要性煤矿瓦斯事故是制约煤矿公司安全发展、可连续发展和安全稳定的突出问题，煤矿必须结识瓦斯治理的重要性和必要性。我矿现在开采的煤层都为突出煤层，开采深度已经达始突深度，这些因素严重制约我矿的安全生产，为止，我矿瓦斯治理工作更显得事在必行。（二）瓦斯治理可行性为切实搞好瓦斯综合治理，煤矿要认真严格贯彻“安全第一、防止为主、综合治理”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理工作方针，切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合治理工作体系，紧紧抓住矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现场管理四个关键环节，根据本矿井的安全生产条件及危害因素分析，采用行之有效的针对措施，坚持标本兼治、重在治本，进一步完善瓦斯治理结构，贯彻瓦斯防治管理制度，提高装备水平和提高矿井防治瓦斯灾害能力，建立健全稳定可靠的矿井通风系统，科学合理的瓦斯抽采体系，有效管用的监测监控网络和严格规范的现场管理制度。矿井瓦斯事故是可控、可防、可治的。（三）瓦斯治理的重要内容根据我矿现状和存在的重要问题，我矿瓦斯治理的重要内容为：优化通风系统，合理的进行生产布局，坚持开采解放层，加强瓦斯抽放系统的管理和使用，加强瓦斯监测监控系统的管理和使用，严格按防治煤与瓦斯突出规定切实抓好防突工作，切实搞好“一通三防”管理，合理组织生产，坚持采用正规采煤方法，进一步完善其它相关安全系统，加强现场监督管理，建立健全并认真贯彻瓦斯治理各项管理制度。五、瓦斯治理方案（一）通风系统治理方案1、采掘部署合理（1）采区划分本矿划分为二个采区，+1713m标高以上为一采区，+1713m标高以下为二采区。先采一采区，后采二采区。故矿井采区划分合理。（2）采煤方法采煤工作面设计采用炮采工艺，煤电钻打眼，所有跨落法管理顶板，单体液压支柱支护。2、通风可靠（1）矿井通风现状从主立井和安全出口井进风，从回风立井回风，矿井总进风量Q=1573m3/min，矿井总回风量为Q=1854m3/min。（3）通风设施1）井下通风设施布置重要进、回风巷之间的每个联络巷中，均构筑永久性风门；构筑风门时规定设两道连锁的正向风门和两道反向风门。采空区必须及时封闭。工作面开采结束后，必须在所有与采区相通的巷道中设立密闭墙，所有封闭采空区。控制风流的风门、风墙、风桥、风窗等设施必须可靠。严禁在回风流中构筑调节风流的设施。2）保证风流稳定严格按设计施工井巷断面。保证巷道有足够的通风断面。在各通风网路上，应按设计和需要安设风门、调节风窗和密闭等通风构筑物，应尽量减少通风设施的数量。并随生产的推动进行及时调整，风门必须设立联锁装置。要保证各用风地点的风量、风速符合煤矿安全规程的规定，保证风流稳定。及时清除巷道的杂物和障碍，尽量避免在重要进回风巷道内停放矿车，堆放材料及其它物品，保证风流畅通。各采掘进工作面及硐室都必须实现独立通风。3、风量计算及分派、按井下同时工作最多人数计算：Q=4N式中：4每人每分钟供风标准，m3/minN最大班下井人数，按60人计（涉及检查人数5人）K风量备用系数，取1.25计算得：Q=460240m3/min，即4.03/s。、按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和计算：Q矿井(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)Kc式中：Q采采煤工作面实际需要风量总和，m3/sQ掘掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；Q硐硐室实际需要风量的总和，m3/s；Q其它矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s；Kc风量备用系数，取1.25。、采煤工作面实际需风量：i、矿井按煤与瓦斯突出矿井管理，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过1的规定计算：Q采100q采KCH41002.251.8405（m3/min）式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/min；q采矿井开采11#煤层，经计算需风排绝对瓦斯涌出量2.251m3/min，KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数，为普采工作面，取1.80。ii、按炸药使用量计算：Q采=m3/min式中AC采煤工作面一次使用最大炸药量，取8.1kg；b每公斤炸药爆破后生成当量CO的量，根据炸药爆破后的有毒气体标准，取b=0.1m3/kg；t通风时间，一般取2030min，取t=20min；c爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，一般取c=0.02%。计算得Q采=258.1=202.5m3/miniii、按回采工作面同时作业人数计算：每人供风4m3/min：Q采4N428112（m3/min）；式中4每人每分钟应供应的最低风量，m3/min；NC采煤工作面同时工作的最多人数为28人。iv、按工作面温度选择适宜的风速进行计算：Q采60VCSCKi601.05.921.0356（m3/min）式中：Vc回采面适宜风速，取1.0m/s（回采工作面温度低于20度）；Sc采煤工作面的平均有效断面积，（4.2+3.2）/21.6=5.92m2Ki工作面长度系数，取1.0。v、按风速进行验算：取Q采max552、202.5、112、356600.25SQ采604S即:600.25m/s5.92m2778604m/s5.92m289m3/min405m3/min1421m3/min采煤工作面取Q采405m3/min。满足风速验算的规定。经计算，Q采max405、202.5、112、356552m3/min，并且满足风速验算的规定。采煤工作面取Q采405m3/min，即6.75m3/s。矿井共一个采煤工作面，取6.8m3/s。、掘进工作面需风量计算i、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：Q掘100q掘Kd式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/minq掘掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，经计算绝对瓦斯涌出量0.441m3/min；Kd瓦斯涌出不均衡通风系数，煤掘工作面Kd=1.82.0,取1.8；Q掘100q掘Kd1000.4411.879.38m3/min=1.323m3/sii、按炸药使用量计算：Q掘Ajb/(tc)=25Aj式中：Aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取5.25kg；b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，取0.1m3/kg；t通风时间，一般不少于20min即1200s，取1200s；c爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，一般取c0.02%。故：Q掘255.25=131.25m3/min=2.188(m3/s)iii、按局部通风机吸风量计算：Q掘QfIkf式中：Qf掘进工作面局部通风机吸风口吸风量，取Qf=180m3/min=3.0m3/s；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.34故：Q掘311.34=4.02(m3/s)iv、按工作面最多作业人员数量计算：Q采4nj/60=0.067nj式中：nj掘进工作面同时工作的最多人数，取9人。故：Q掘0.0679=0.6(m3/s)经以上各项计算后，取所得风量的最大值，故：Q掘4.02m3/s，故单个掘进头取Q掘4.02m3/s。全矿井共有2个掘进头，故：Q掘=24.02m3/s=8.04m3/s，取8.1m3/s。取12.0m3/s。、独立通风硐室：井下机电硐室布置在进风巷道中,且距离进风口小于6m，可以进行扩散通风。、Q其它其它行人和维护巷道所需风量之和,按以上三项之和的5%考虑。经计算：Q其它（6.8+8.1）5%=0.94m3/s,取1.0m3/s。则：Q矿井（6.8+12+1+1.0）1.2=23.76m3/s故矿井总风量为23.8m3/s3、矿井总风量：矿井所需总风量取以上算法最大值，Qmax=23.8m3/s，则全矿井总配风量取23.8m3/s。根据以上风量计算结果，矿井总配风量取23.8m3/s，主斜井配风20m3/s，副斜井配风1.8m3/s,行人斜井配风2m3/s，回采工作面配风,6.8m3/s，单个掘进工作面配风4m3/s，其他巷道配风1.0m3/s。4、风量分派：、分派原则：拟定矿井总风量后，应将其分派到各用风地点，其分派原则重要是：、分派到各用风地点（涉及回采面、掘进面、硐室等）的风量，应不低于计算风量；、为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，以及行人安全等，所有巷道都应分派一定的风量；、风量分派后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足煤矿安全规程(2023年版)的各项规定。、分派方法：、拟定矿井总风量后，一方面按照采区巷道布置图给回采工作面、掘进工作面、硐室分派风量；、从总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量，余下的风量按采区产量、采掘面数目、硐室数目等分派到各采区，再按一定比例将这部分风量分派到其他用风地点，用于维护巷道和保证行人安全。4、通风设施及减少风阻、防止漏风的措施（1）根据通风需要，安设风门、调节风门；（2）安设两道风门时，必须保证两道门不同时启动，以导致风流短路；（3）勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面；（4）严格按设计掘进、支护巷道，已保证巷道断面尺寸；（5）加强对各种通风设施和巷道的平常管理。（6）对相邻巷道的掘进时，尽量减少放炮震动，同时注意加强支护，防止岩体（煤体）松动或破碎，以有效防止漏风；（7）加强对各通风设施的管理，相应密闭的地点应采用构筑物或永久密闭装置密闭，以保证满足通风及其它功能需要：（8）加强各通风设施的平常管理，保证设施满足设计和使用功能的需要。（二）防尘供水系统治理方案矿井的地面工业水池通过经副井进入井下，向各采、掘工作面和其他各用水点提供用水。工作面和掘进头必须均采用湿式凿岩（煤），同时在各转载点设立鸭咀喷雾降尘。运送巷设洒水器形成喷雾水幕降尘：地面生产系统贮、装、运等起尘点进行洒水降尘。回风巷的消防洒水管路设立三通阀门，定期清扫、冲洗浮煤并运出。调整采掘面、井巷的风速可以减少粉尘飞扬、煤矿应配备粉尘采样器、呼吸性粉尘测定仪、矿用个体粉尘采样器、压风呼吸器、呼吸性粉尘采样器等设备。在采区回风巷设立的隔爆水棚。（三）防灭火系统治理方案1、 内因火灾防止根据自燃发火期拟定防治措施。若煤层自燃发火期超过回采工作面回采煤量的开采时间，应采用采完后打密闭墙、封闭采空区的方法防治煤层自燃。开拓开采方面的措施：合理的开采部署开采部署应为防止煤层自燃发明基本条件，原则上不设计联合布置、邻带同时开采，避免上、下煤层的采空区和邻带煤层导通后漏风，引起煤层自燃。结合本矿煤层赋存特点，可采用“扒皮式”开采。合理的开拓布置对煤的自燃要以防为主，尽量简化采区巷道布置，减少辅助性巷道。主立井、重要运送大巷、集中回风巷、总回风巷和采区石门巷道、材料斜巷均应布置在煤层底板岩性较好的砂岩中。合理的开采顺序井下采面的开采顺序为下行式，相邻区段尽量少打横穿小眼，并保证横穿小眼不漏风。合理的采煤方法回采工作面采用后退式回采，U型通风方式，采空区漏风小，加快开采进度，减小采空区氧化带面积，加大窒息带面积。采区和回采工作面回采结束后，一个月内必须所有撤出设备，进行永久封闭。根据煤层自燃发火期来拟定采区的开采期限，从而拟定采区的开采尺寸。2、 外因火灾防止（1）进风井筒及井下建筑物，井底车场必须采用不燃材料支护建筑，各水平的井底连接处，重要绞车道同重要运送巷道、回风巷道的连接处，井下机电硐室，都必须用不燃材料进行支护。（2）进风井口必须设立防火铁门，以防止地面火灾波及井下。（3）矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统，井下消防管路系统应每隔50m设立支管和阀门。（4）矿井必须制定井上下防灭火措施，并对全体职工经常进行防灭火知识的教育。（5）设立井上消防器材库，消防库设在副井消防材料库内，存放足够的消防器材。（6）井下使用的矿灯必须符合规定，井口房和通风机房20m不得用烟火或用火炉取暖。井下严禁使用灯泡和电炉取暖。（7）在井下和井口房，严禁采用可燃材料搭设临时操作间、休息间。（8）严禁携带烟草及点火物品入井，严禁井下吸烟。（9）井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊等工作。假如必须在井下重要硐室、重要进风井巷和井口房内电焊、气焊和喷灯等工作，每次必须制定专项安全措施。（10）防止机械摩擦起火：经常检查设备的运转情况，做好井下设备的维护保养工作，保持运转部位的清洁，及时加注安全可靠的润滑油，使其保持良好的工作状态。（11）防止爆破引起火灾，严禁不装或少装炮泥爆破，严禁使用矸石、煤粉代替炮泥封堵炮眼，坚持使用水炮泥，严禁放糊炮、放明炮。（12）防止电气火灾，井下所有电气设备的选择、安装、使用和维护都必须严格遵守规程的有关规定，应对的选用过负荷继电器、熔化保险器和漏电继电器，以便在电流短路，过负苻或漏电时切断电源。消灭电缆中的“鸡爪子”、“羊尾巴”、“明接头”。（13）井下和硐室内不准存放汽油、柴油和变压器油等，井下用过的润滑油、棉纱布头等，必须集中存放保管在加盖的铁桶内，不准乱扔乱放。（14）严格执行煤矿安全规程和有关规定。（四）瓦斯抽放治理方案1、 采煤工作面瓦斯抽放1、本煤层预抽由运送巷向煤层打钻，可起到预抽及采动卸压抽的作用。预抽开采煤层瓦斯，并通过抽放瓦斯管路将抽出的瓦斯输送到瓦斯抽放站。2、巷道掘进先抽后掘在巷道两帮施工钻孔进行预抽，做到先抽后掘。3、顶板穿层抽放开采2#煤层时，运用2#煤层回采巷道作为瓦斯抽放巷，在2#煤层回采巷道内布置钻孔抽放4#煤层瓦斯。开采4#煤层时，运用4#煤层回采巷道作为瓦斯抽放巷，在4#煤层回采巷道内布置钻孔抽放5#煤层瓦斯,依次类推。规定预抽时间不小于9个月。4、采空区埋管抽放采用从瓦斯泵房铺设瓦斯管至采面上隅角,从里往外每隔30米安设一个三通，在三通位置另接一段58m管子至上隅角，不用时先用堵板堵好，当采面推到三通位置时，在三通周边架设木垛将三通短节护住，以防止顶板垮落时压坏三通短节，待采面推到三通位置时，再将堵板取掉，堵上原抽放管，这样在瓦