本网讯 11月1日,贵州省黔西县煤矿瓦斯治理现场会在川煤集团广能贵州世纪公司雷公山煤矿召开.黔西县副县长李鹏、县煤监局有关部门负责人与该县24个矿井矿长、业主、总工...
附件： 雷公山煤矿 2012～2014 年瓦斯防治规划 1 前 言 为认真贯彻落实“安全第一，预防为主”的安全生产方针及“先抽后采、监测监控、以 风定产”的瓦斯防治方针，强化瓦斯防治措施，切实抓好雷公山煤矿 2012～2014 年瓦斯防治 规划（简称三年”规划） ，结合雷公山煤矿的实际，特编制本规划。本规划的编制依据：
国家有关法律法规及煤矿安全规程、 雷公山煤矿初步设计和矿 2012～ 2014 年“三年”期间的采掘接续计划。编制内容是阐述雷公山煤矿的矿井建设基本情况和瓦 斯防治方面原因分析以及今后瓦斯防治方面的重点工程规划。 2 目 前 言 基本情况 录 2 4 4 7 7 7 7 7 7 19 19 20 22 22 22 23 23 24 第一部分 一、矿井简介 二、2012～2014 年采掘接续规划 三、主要问题及原因分析 第二部分 瓦斯防治指导思想、目标及措施 一、指导思想与工作思路 二、瓦斯防治目标 三、主要措施 四、瓦斯综合开发利用 第三部分 瓦斯防治组织领导及保障措施 一、瓦斯防治组织领导和保障措施 二、 需解决重点难题 第四部分 瓦斯防治规划 一、 矿井瓦斯抽放规划 二、 矿井瓦斯综合防治投资 三、2012 至 2014 年瓦斯抽放钻孔工程量 四、2012 至 2014 年煤炭生产接续 3 第一部分 一、矿井简介 1.矿井位置、范围及交通 基本情况 雷公山井田位于黔西县北东部，属黔西县花溪彝族苗族乡和中建苗族彝族乡管辖，整个 井田大致为以南北走向的长条形，南北长约 5km，东西宽约 1km～2km，面积约 8.168km2。地 理坐标值为：东经 106°18′00″～106°19′45″，北纬 27°16′00″～27°18′45″。
井田中心距黔西县城 44km，距黔西电厂 30km，近南北向的花溪——中建简易公路从井 田西部边缘通过； 此外， 由井田至金沙县的禹谟镇有简易公路相通，由禹谟至金沙县城 56km， 金沙县城至黔北电厂约 60km，亦均有公路相通。交通较为方便。
2.矿井生产能力 矿井生产能力 45 万 t/a，矿井服务年限为 51.7a。其中第一水平上煤组服务年限 15.4a。
3.矿井开拓布局 （1）本矿井可采煤层有 2、5、9、13、14、15 煤层等；煤层间距分别为 32m、14m、65m、 11m、27m。设计采用煤组间及煤层间“下行式”开采顺序，依次开采各煤层，首先开采 2 煤 层。
（2）矿井开拓方式和采区布置 本矿井采用平硐开拓方式，布置主平硐、排矸斜井、轨道上山、回风斜井四个井筒，其 中回风斜井为专用回风井筒。投产时，布置一个采区、一个 2 号薄煤层综采工作面。矿井达 到设计能力时，布置为一个采区、一个 9 号中厚煤层综采工作面。
（3）采煤方法和工作面布置 本矿井采用走向长壁后退式采煤法回采，冒落法管理顶板。设计配备一个综采工作面， 机械化程度比较高。
工作面长度为 150m 左右， 一日三班出煤， 每班进尺 1.8m， 日进尺 3.6m， 年推进度 1200m。
4.矿井通风方式和通风系统 根据矿井开拓开采部署，投产时共布置 4 个井筒，其中进风井 3 个，分别为主平硐、排 矸斜井和进风平硐；回风井 1 个，即清冈回风斜井。主平硐位于井田中部西侧工业广场内， 排矸斜井位于井田中部西侧，距工业广场 600m，进风平硐和回风斜井位于井田中部东侧露头 附近，矿井通风方式为混合式。
矿井新鲜风流由主平硐、排矸斜井和进风平硐进入，由主平硐和排矸斜井进入的新鲜风 流与由进风平硐进入的新鲜风流在轨道上山汇合，再经各中部车场、区段轨道石门到采掘工 作面；回风流经各区段回风石门、回风上山、总回风巷、最后由清冈回风斜井排出地面。安 装 FBCDZ-10-№24B 型矿用防爆对旋通风机二台， 每台风机配 YBF355M2-10 型矿用防爆电动机 4 二台，其 N=110kW，V=380V。平时一台工作，一台备用。
矿井现有掘进迎头 4 个，掘进工作面利用局扇压入式通风，使用长距离通风的抗静电、 阻燃性能风筒、双风机双电源和“三专两闭锁” （专用变压器、专用开关、专用回路，风电闭 锁、瓦斯电闭锁） 。
6.矿井瓦斯抽放系统 雷公山煤矿已形成地面永久瓦斯抽放系统，即高负压瓦斯抽放系统，2 台（1 台备用） 2BEC50 型高负压瓦斯抽放泵，电机功率为 220KW,最大抽放流量为 189m3/mim,最大抽放负压 16000Pa。低负压瓦斯抽放系统，2 台（1 台备用）2BEC60 型低负压瓦斯抽放泵，电机功率为 220KW,最大抽放流量为 270m3/mim,最大抽放负压 16000Pa。低负压瓦斯抽放系统用于抽放采 空区、瓦斯底板抽放巷及采煤工作面上隅角的瓦斯；高负压瓦斯抽放系统用于抽放本煤层和 邻近层的瓦斯，防止煤与瓦斯突出事故发生。
7.监测监控系统 矿井装备了由重庆煤科分院研发的国内较先进的 KJ90NB 煤矿生产与安全监测监控系统 （主机 2 台，一台备用） ，分别对矿井主要通风机、局部通风机、瓦斯抽放泵的开停状态，井 下采掘工作面及其回风流中的瓦斯浓度、温度、风速、负压、水位、煤位、烟雾、风门开闭、 断电、馈电等影响矿井安全的环境参数情况进行监测。
KJ90 型煤矿监测监控系统通过分站或地面中心站的程控和手控，实现对各个监测点和电 气设备的监测、监控、报警、断电，并能自动投入备用电源；现与黔西监控中心联网。
8.矿井瓦斯赋存情况 本井田煤系地层为二叠系上统龙潭，共含煤 13～17 层，煤层累计总厚 10.19～12.13m， 平均 11.29m，含煤系数 6.23%。其中可采者 6 层，可采煤层总厚 7.38～7.59m，可采煤层含 煤率 3.45%。
煤层倾角 30～34°，一般为 32°，煤层出露地表，初期煤层埋藏深度不大，井田内煤层 最大埋藏深度约 700m。
可采层共有 6 层，自上而编号分别为 2、5、9、13、14、15 煤层，前三煤层分布于煤系 上段中，后三煤层分布于煤系下段内。其中 2 煤层厚 0.92～1.72 m，平均厚度 1.11m；5 煤 层厚 0.81～1.53m，平均厚度 1.00m；9 煤层厚 1.47～2.94m，平均 1.91m；13 煤层厚 1.05～ 1.85m，平均厚 1.44m，14 煤层厚 0.53～1.72m，平均厚 1.05m；15 煤层厚 0.56～1.60m，平 均厚 1.12m。本井田以薄煤层为主，仅 9 煤层为中厚煤层，2、5 煤层结构简单，9、13、14 煤层含一层夹矸，15 煤层结构复杂，各煤层厚度均有一定程度变化。
本井田内各煤层瓦斯含量普遍较高，一般瓦斯含量在 10m3/t 以上，最高为 18.2m3/t，平 均值为 12.5m3/t。瓦斯成分以 CH4 为主，CH4 含量为 6.9～17.61m3/t，占总量的 75～97%，其 5 次为 N2，N2 含量为 0.59～3.24m3/t，占总量的 3～25%，其它气体含量较低。
9.煤层突出危险性预测 勘探地质报告未明确本井田的煤层是否有煤与瓦斯突出危险性，本矿井地处黔西，黔西 矿区目前主要有桂箐、青龙、高山、谷里等矿井，桂箐矿井正在建设，2005 年 5 月 16 日曾 发生煤与瓦斯突出，造成人员伤亡；青龙矿井 2006 年 12 月试生产，到目前为止，尚未发生 煤与瓦斯突出，但在基建时断层附近瓦斯涌出异常，多次出现喷孔现象。待主平硐揭穿各煤 层时，委托有资质单位对 2、5、9、13、14、15 煤层进行突出然危险性鉴定。
由于各煤层尚未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定。因此在矿井建设中，结合矿井建设实际， 抓紧对各煤层进行突出危险性鉴定，在未做出鉴定之前，均按突出煤层进行设计和管理，严 格执行“四位一体”综合防突措施，防止瓦斯突出事故。 二、2012—2014 年采掘接续规划：
1.矿井采掘接续总体安排：
采场为一采区，2012 年以前矿建工程，主要施工主平硐、轨道上山、回风斜井、采掘工 作面顺槽、井下变电所、井下炸药库和中部车场巷道。2012 年 10 月 31 日，1211 切眼扩刷完 毕，工作面具备安装条件，安装综采设备 30 天，2012 年 12 月 1 日试生产，回采 1121 工作 面。
综采工作面接续为：1121 工作面→1122 工作面→1123 工作面 三、主要问题及原因分析 1.目前矿井处于建设阶段，相应的地质预测预报工作准确度还有待验证，加之地质资料 未提供各煤层瓦斯参数，需对各煤层瓦斯参数进行测定，无法对矿井瓦斯防治方面工作进行 指导。
2.矿井供电系统不可靠，停电频繁，影响矿井安全生产。
3.瓦斯防治专业队伍亟待加强 “一通三防”是煤矿的基础性专业，其技术性强，对工作人员业务素质要求很高。目前 矿设立了通防科和防突队，管理人员 3 人，特殊工种瓦斯检查工、钻机工、通风设施工、监 测维修工、防突考察工、地面瓦斯抽放工、仪器发放工、测风测尘工、电焊电钳工等还需加 强。
4.由于雷公山煤矿属新建矿井，招聘人员来自四面八方，人员素质参差不齐，在人员培 训方面还有待加强。
5.瓦斯防治方面的设备设施及资金方面还需进一步加大投入。 6 第二部分 一、指导思想与工作思路 瓦斯防治的指导思想、目标和防治措施 坚持“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯防治工作方针，树立“瓦斯事故是可以 预防和避免的”观念，坚持“以通防为中心，地质为保障，以防治煤与瓦斯突出为重点”的 指导思想，杜绝“一通三防”重大瓦斯、煤尘伤亡事故，控制煤与瓦斯突出事故，提高掘进 效率，保障投产后工作面的接续，努力打造工作面“一采、一抽、一准备”的新格局，实现 矿井稳定高产的新局面。
二、瓦斯防治目标 1.矿井杜绝重大瓦斯、煤尘伤亡事故及煤与瓦斯突出事故。
2.通风质量标准化达到一级标准。
3.坚持“人才兴安”战略，组建瓦斯抽放专业队伍，紧紧围绕“以瓦斯抽采为重点，以 监测监控为保障，区域防治与局部防治并重”的工作思路，把瓦斯抽放作为瓦斯防治的主要 手段，完善矿井瓦斯抽放系统，实现应抽尽抽， “2012～2014”期间矿井瓦斯抽采量达 300 万 m3，瓦斯抽出率达 50%以上。
4.研究可靠的突出敏感指标和临界值，研究快速消突技术，建立可靠的防突技术体系， 防止煤与瓦斯突出。
5.完善现有的安全监测监控系统，建立起内部的局域网，瓦斯超限、风机开停等自动向 有关人员发送短信的信息处理系统 三、主要防治措施 根据雷公山煤矿初步设计，矿井采用下行式开采，即：先开采 2 煤层。可以充分利用开 采 2 煤层充分对 5、9 煤层的瓦斯进行卸压，以解决开采 5、9 煤时瓦斯。
1.开采保护层 开采保护层是防治煤与瓦斯突出最简单、最有效、最可靠的使用最广泛的区域性措施， 开采保护层后，保护层上下围岩向采空区移动，采空区上方岩体冒落并形成自然冒落拱，下 方岩体向采空区膨胀并形成裂隙，地应力减小，岩石和被保护层的紧张状态得到缓和，被保 护层中弹性潜能得以释放，岩石和被保护层的地应力降低；同时被保护层透气性系数大大增 加，被保护层中的瓦斯更易于排放（或抽放） ，被保护层瓦斯压力降低，减小或消除煤与瓦斯 突出的内能；此外改变被保护层的物理力学性质。由于减小或消除被保护层煤与瓦斯突出的 能量，增强了煤体抗破坏能力，从而达到防止煤与瓦斯突出的目的。
（一）保护层的确定 1.保护层的性质 7 根据保护层的位置不同，分为上保护层和下保护层，位于被保护层上部的称为上保护层， 反之称为下保护层。根据本矿井各煤层的赋存条件和特征，同时考虑到保护层的开采不应对 被保护层造成破坏，再考虑到各煤层相对位置关系以及煤层瓦斯含量和突出危险性大小，本 矿井宜选择上保护层开采。
2.保护层的确定 保护层开采通常应具备三个条件：煤层群开采；合理的煤层间距；存在非突出煤层或弱 突出煤层。根据《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出规定》选择保护层的原则，本矿井 选择 2#煤层作为保护层，主要理由为：
（1）本井田内从上到下可采煤层共 6 层，分别为 2、5、9、13、14 和 15 煤层，2 煤层位 于所有煤层之上，煤层突出危险性相对较小。
（2）2 煤层全井田全区可采，煤层厚度 0.92m～1.72m，平均 1.11m，2 煤层作为保护层开 采厚度比较适宜。保护层厚度不大，可以推定其自身的突出危险性不大，另外保护层厚度不 小，既可以保证开采 2#煤层具有较好的经济效益，又能保证下部被保护层有较好的卸压保护 效果。
（3）2 煤层全区可采，被保护层的保护范围大。
（4） 2 煤层距下部 5 煤层法线距离为 20.0～32.0m， 平均 22m， 距 9 煤层法线距离为 27.5～ 46m，平均 31m。该层间距非常适宜，既可以保证 5、9 煤层有很好的保护效果，又能防止 5、 9 煤层大量的卸压瓦斯涌入保护层工作面采空区，保证保护层工作面的顺利推进。
设计虽然选择 2#煤层作为保护层，在 2 煤层突出危险性鉴定之前，必须按突出矿井进行 管理，严格执行四位一体（突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施效果检验和安全 防护措施）的综合防突措施。
（二）保护层作用的有效范围的圈定 1.保护层与被保护层之间的有效垂距 根据国内外的实践经验表明，保护层有效垂距的大小与保护层的性质、保护层的开采厚 度、层间岩石厚度及岩性、煤层倾角大小等因素均有密切关系。生产矿井保护层与被保护层 之间的有效层间垂距应根据现场实测资料确定，但本矿井为新建矿井，目前尚无实测资料。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》 ，在未取得实测资料前，可通过查表和经验公式确定。
（1）按查表法确定 本矿井选择 2 煤层作为 5、9 煤层的上保护层，2 煤层倾角 30～34°，多为 32°，属倾斜 煤层。参照《防治煤与瓦斯突出规定》 ，上保护层的最大有效垂距为 50m。
（2）按经验公式计算 上保护层的最大有效层间垂距按下式经验计算： 8 S上 ? S上 ?1 ? 2 ' 式中：S 上 ——上保护层的最大有效层间垂距，m； S 上 ′——上保护层的理论最大有效层间垂距，m。它与工作面的长度（a）和开采 深度（H）有关，可查表选取。当 a＞0.3H 时，取 a=0.3H，但 a 不得大于 250m。
β 1——保护层开采影响系数； 当 M ≤ M0 时，β 1= M / M0 当 M＞M0 时，β 1=1 M——保护层的开采厚度，m； M0——开采保护层的最小有效厚度，m，查图选取； β 2——层间硬岩（砂岩、石灰岩）含量系数，以 η 表示硬岩在层间岩石中所占有 的百分比。
η ≥ 50%时，β 2=1－（0.4× η / 100） η ＜50%时，β 2=1 本矿井保护层工作面的长度 150m，矿井开采深度 300m～800m，保护层开采厚度 1.03m， 因保护层工作面长度 a≯0.3H，所以取 a=150m。查表得 S 上=55m，M0=0.54m，又因 M＞M0，所 以 β 1=1。
本矿井 2 煤层与 5 煤层层间岩石厚度一般为 22.0 m～32.0m，平均 22.0m，岩石性质多为 粘土岩、 泥岩及粉砂质泥岩； 5 煤层与 9 煤层层间岩石厚度一般为 7.5 m～14.0m， 平均 9.65m， 岩石性质多为粘土岩、黑色泥岩，总体抗压强度低，属软质岩类。硬岩所占百分比很少，则 β 2=1。经计算上保护层的最大有效层间垂距为 55m。
查表法得保护层的最大有效垂距为 50m，经验公式计算最大有效垂距为 55 m，考虑到本 矿井保护层开采厚度适宜，层间岩石较软等特点，为确保安全，本矿井保护层最大有效层间 垂距取小值，即 50m，矿井投产后通过现场实测再最终确定 2#保护层最大有效层间垂距。由 此可见，开采 2#保护层后，在垂直层间方向，5、9 煤层完全处于卸压保护范围内，13、14、 15 煤层处于保护范围之外。
2.沿走向的保护范围 2 煤层作保护层开采后，5、9 煤层被保护层的应力状态和瓦斯动力参数随之发生变化， 沿走向可划分为 4 个带，即正常应力带、集中应力带、卸压带和应力恢复带。
（1）正常应力带通常位于 2 煤层保护层工作面前方 50m 之外，该范围内的 5、9 被保护层 内未受采动影响，被保护层内的地应力和瓦斯动力参数基本处于原始状态。
（2）集中应力带通常位于 2 煤层保护层工作面前方 50m 至工作面后方 5m 范围内，最大集 9 中应力点通常位于保护层工作面前方 5m～30m 范围内，与保护层的间距愈大，被保护层内集 中应力区域愈大，而集中应力的峰值愈小。
（3）卸压带通常开始于保护层工作面后方 5m 外，随后卸压程度逐步加大，最大卸压点位 于保护层工作面后方 20m～130m 范围内，随后卸压程度减缓，应力开始恢复。
（4）应力恢复带位于 2 煤层保护层工作面后方 300m 之外，由于采空区冒落岩石逐渐被压 实，应力逐渐恢复，但小于原始应力，煤层仍保留一定的膨胀变形。
生产矿井被保护层沿走向方向保护范围应通过现场实测来确定，但本矿井为新建矿井， 目前尚无该实测资料。根据《防治煤与瓦斯突出规定》 ，保护层工作面开采结束 3 个月后，且 卸压比较充分，岩层移动基本稳定的情况下，该工作面对被保护层沿走向的保护范围，可暂 按卸压角 56?～60? 划定。矿井保护层厚度适宜，层间岩性较软，倾斜煤层，本设计按 60? 划 定沿走向的保护范围，如图所示。 2#保护层沿走向的保护范围示意图 根据《防治煤与瓦斯突出规定》的规定，为了保证被保护层掘进工作面的安全，保护层 回采工作面必须超前被保护层的掘进工作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层层间垂 距的两倍， 并不得小于 30m。
该矿井 2 煤层至 5 煤层的层间距为 20m～32m， 首采区平均为 22m， 则 2 保护层回采工作面应超前 5 煤层掘进工作面 44m 以上。
本矿井投产后尽快委托有资质的单位现场考察和实测，找出符合本矿实际情况的参数， 以便有针对性指导矿井安全生产。在现场考察和实测前，为确保安全，设计建议被保护层沿 走向方向超前距离按 50m 考虑 3.沿倾斜的保护范围 保护层沿倾斜的保护范围，可按卸压角划定，卸压角的大小与煤层倾角、煤层埋藏深度、 层间岩石性质等因素有关，生产矿井卸压角的大小应通过现场实测来确定。在没有现场实测 资料时，可按《防治煤与瓦斯突出规定》中选取。本矿井煤层倾角为 30?～34?，查表得沿工 10 作面倾斜方向上、下方的卸压角分别为 70°、77°。因此，沿倾斜方向的保护范围，如图所 示。 2#保护层沿倾斜方向保护边界示意图 （三）开采保护层的若干技术问题 1.巷道布置 为尽量减少穿越煤层次数，本矿井井筒除主平硐需先后揭穿 2、5、9、13、14 煤层外， 其余井筒均不穿煤层，+1060m 水平运输大巷布置在 14 煤层底板、15 煤层顶板，大巷亦不穿 煤层。采区三条上山除采区轨道上山需揭穿 15 煤层外，采区运输上山、采区回风上山均布置 在 14#煤层底板，均不穿煤层，采区内揭穿煤层的巷道主要是各区段轨道石门和回风石门。
2.井巷揭穿突出煤层地点的选择 根据经验，井巷揭穿突出煤层的危险性非常大，因此选择揭穿突出煤层的位置非常重要。
首先揭煤地点应尽量避开断层、褶皱等地质构造带，其次应尽量选择在受到保护的区域揭穿 突出煤层，避开采掘工作面前方的应力集中地带。
本井田主平硐需揭穿 2、5、9、13、14 等煤层，揭穿煤层地点不受断层和褶皱等地质构 造带影响。采区内区段轨道石门和回风石门在上山区域需多次揭穿煤层，首采区上山沿在 2 勘探线布置，上山区域未发现褶曲、断裂构造及断层等，避开了地质构造复杂和坡坏地带。
3.抽放卸压瓦斯 为防止 5、9 煤层大量卸压瓦斯涌入 2 保护层工作面采空区，同时为提高 5、9 煤层的卸 压保护效果，设计考虑在 9 煤层底板布置专用瓦斯抽放巷，在瓦斯抽放巷内设置钻场，在钻 场布置上向穿层钻孔，钻孔终孔于 5 煤层顶板 0.5m 处，在开采 2 保护层的同时抽放 5、9 煤 层卸压瓦斯。
4.保护层保护范围的确定 2 煤层为保护层，5、9 煤层为被保护层，2 与 5 煤层层间岩石厚度一般为 22.0 m～32.0m， 平均 22.0m，岩石性质多为粘土岩、泥岩及粉砂质泥岩；5 与 9 煤层层间岩石厚度一般为 7.5 11 m～14.0m，平均 9.65m，岩石性质多为粘土岩、黑色泥岩，总体抗压强度低，属软质岩类。
首采区煤层倾角为 32°，走向方向卸压角为 60°，倾斜方向上侧卸压角为 70°，下侧卸压 角为 77°。5 煤层走向方向从 2 煤层始采线前方 15m（9 煤层 25m）至 2 煤层采止线后方 15m （9 煤层 25m） ， 倾斜方向 2 煤层工作面运输顺槽下方 6.0m 至回风顺槽下方 12.0m 均为有效保 护范围。
5 煤层开采后，9 煤层卸压保护范围将进一步扩大。
5.保护层回采工作面与被保护层掘进工作面超前距离 根据《防治煤与瓦斯突出规定》的规定，为了保证被保护层掘进工作面的安全，保护层 回采工作面必须超前被保护层的掘进工作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层层间垂 距的两倍，并不得小于 30m。本矿井投产时仅布置 2#保护层工作面一个，2#保护层开采两个 区段后再开采下部被保护层， 被保护层掘进工作面与保护层工作面的超前距离远远大于 30 m， 被保护层掘进工作面全部位于有效保护范围。
6.采掘部暑对应力集中现象的影响 本矿井投产时仅布置 2#保护层工作面一个，在开采保护层期间未布置被保护层采掘工作 面；在开采被保护层时，2#保护层采掘工作已停止，不会出现两个工作面应力集中或应力重 叠现象。
7.开采保护层煤柱处理 在保护层内不留煤（岩）柱是开采突出危险煤层的主要要求之一，因为在煤柱影响带内， 会引起应力集中，发生强度较大的煤与瓦斯突出。
根据有关矿井实际观察：①煤柱影响可传播到垂距 100m 以外的突出危险煤层；②在保护 层回采后宽度较小（4m～6m）的煤柱会被压碎，不会形成应力集中带；当煤柱宽度较大时便 会形成应力集中带。
本矿井除水平大巷煤柱、采区边界煤柱和断层煤柱必须保留外，不再留设煤柱。倾斜方 向临保护层工作面采取沿空掘巷，在相邻两个保护层工作面之间留有斜长为 4～6m 隔离小煤 柱，在下一个保护层工作面推过时，在准备班将保护层工作面后方的小煤柱回收或捣毁，避 免造成 5#煤层的卸压“死角”或“孤岛”，以免对被保护层的开采造成影响。
（四）抽放瓦斯 1.各煤层平均瓦斯含量 根据地质报告提供的资料，各煤层的平均瓦斯含量如下表。
煤层瓦斯含量：
煤层瓦斯含量(首采区) 煤层瓦斯含量(全矿井) m3/t m3/t 13.45 12 序号 2 残余含量 m3/t 3.0 5 9 13 14 2.矿井瓦斯来源分析 13.45 10.33 11.84 11.84 13.45、12.82 10.33、10.47、9.40 17.61、9.88、8.03 3.0 2.5 ⑴矿井瓦斯来源及涌出构成 矿井瓦斯来源主要由回采工作面、掘进工作面和采空区等几部分组成，投产初期布置一 个保护层回采面，2 个掘进面。投产初期矿井绝对瓦斯涌出总量约 19.6m3/min，其中回采面涌 出量 11.32m /min，占 58%，两个煤巷掘进面 3.2m /min，占 16%，其余部份占 26%。
⑵回采工作面瓦斯来源及涌出构成 由于本矿井按煤层有煤与瓦斯突出矿井设计，首先开采 2#保护层。2#保护层工作面瓦斯 涌出量来自本煤层和下部的 5、9 煤层，2#保护层工作面瓦斯涌出量构成见表 回采工作面瓦斯涌出量来源分析表 序 号 年产 各煤层相对瓦斯涌出量（m3/t） 绝对瓦斯 量 回采工作面 涌出量 2 5 9 合计 (kt/a (m3/min) ) 1 2#保护层工作面 275 10.86 4.06 3.19 18.11 11.32 3.瓦斯储量及可抽量 根据各煤层的瓦斯含量、煤炭储量及可抽系数计算各煤层的可抽瓦斯量见表 工作 面称 煤层 名称 2012～2014 年期间各工作面瓦斯储量统计表 工作面规格 面积 平均煤厚 基础储量 瓦斯 瓦斯储量 走向×倾斜 （m2） （m） （万吨） 含量 （万 m3） 3 （m） （m /t） 1200×150 180000 1.03 283662 13.5 3815253. 9 1211 2 1200×150 180000 1.03 283662 13.5 3815253. 9 2012～2014 年期间矿井瓦斯储量及可开发量表 序 号 瓦斯含量 煤 层 （m3/t） 煤炭地质 储量（万 t） 瓦斯储量 （万 m3） 可抽放 系数 瓦斯可 开发量（万 m3） 备注 3 3 1211 2 13 1 2 3 3 2 5 9 13.45 13.45 10.33 56.73 55．08 105．20 763.06 740．83 1086.75 190.80 2781.44 0.60 0.60 0.60 0.60 457.84 444.50 652.05 114.48 1668.87 不可采煤层及围岩 合 计 4.抽放瓦斯效果预计 ⑴工作面瓦斯抽出率及抽出量 2 厚 0.92～1.72m，平均厚 1.03m。综采采煤工作面产量 27.5 万 t/a 左右，采面瓦斯涌 出量 18.11m3/min 左右；工作面采用偏“U”型通风方式，设计配风量 16m3/s，风排瓦斯量 6.05m3/min 左右，这时回风流瓦斯浓度为 0.63％，需要抽放的瓦斯量 12.06m3/min，瓦斯应 抽率为 60%。
⑵工作面掘进期间，掘进工作面瓦斯涌出量为 1.6m3/min，设计配风量为 5.3m3/s，风排 瓦斯量 1.0m3/min 左右，这时回风流瓦斯浓度为 0.30％，需要抽放的瓦斯量 0～0.6m3/min， 瓦斯应抽率为 0～12％。
（五）抽放瓦斯方法 勘探地质报告未提供 2 煤层的瓦斯压力、瓦斯含量及煤层透气性系数等资料，更未明确 本井田的 2#煤层是否有煤与瓦斯突出危险性，在不能排出 2 煤层有突出危险性的情况下，必 须考虑预抽瓦斯 2 煤层瓦斯。
为此，在 9 煤与 13 煤之间设置一条底板瓦斯抽放巷对 2 煤、5 煤、9 煤、13 煤层瓦斯进 行抽放。底抽巷巷道宽 2.4m，净断面 6.0m2，采用喷浆支护，局部破碎带加锚杆。
1.掘进工作面条带预抽 2 煤层瓦斯 为防止 2 煤层在掘进期间瓦斯涌出量大，在 2 煤层运输顺槽和轨道运输顺槽掘进工作面 开始沿煤层掘进前，在底板抽放巷先施工瓦斯抽放钻孔对 2、5、9 煤层进行条带预抽，以防 止 5、9 煤层大量卸压瓦斯涌入 2#保护层工作面采空区在各区段瓦斯抽放巷内设置钻场，钻 场间距 30m，在钻场布置三排扇形上向穿层钻孔。钻孔控制范围为巷道沿倾斜方向 15 米，钻 孔间距为 5 米，每排 8 个孔共 24 个孔，钻孔终孔于 2#煤层顶板 0.5m 处（见下图）。 14 顺槽 轨道 2煤 5煤 9煤 巷 抽放 底板 顺槽 运输 巷 抽放 底板 2.采煤工作面瓦斯抽放 在采煤工作面上、下顺槽沿 2 号煤层倾向施工顺层钻孔对 2 号煤层进行瓦斯抽放。钻孔 间距为 5 米(见下图)。 轨道顺槽 运输顺槽 3.临近层抽放 为防止 5、9 煤层大量卸压瓦斯涌入 2#保护层工作面采空区，同时为提高 5、9 煤层的卸 压保护效果，设计考虑在每个区段在 9 煤层与 13 煤层之间布置一条专用瓦斯抽放巷，在各区 15 段瓦斯抽放巷内设置钻场，钻场间距 30m，在钻场布置两排扇形上向穿层钻孔，每排 9 个钻 孔，共 18 个钻孔，钻孔终孔于 5#煤层顶板 0.5m 处，在 5 煤层顶板终孔间距 15m，在开采 2# 保护层的同时抽放 5、9 煤层卸压瓦斯。抽放钻场、钻孔布置示意图见下图。 底板穿层钻孔预抽及卸压抽放钻孔布置示意图 4.采空区抽放 为在工作面回风顺槽敷设瓦斯抽放管，为防砸坏抽放管道，伸入工作面采空区、上隅角 抽放管道外套水泥管，水泥管预留若干小孔，抽放管每隔一定距离串接一个三通管件作为瓦 斯吸入口。随工作面推进，吸气口阀门依次打开，使其处于最佳抽放位置。见采空区埋管抽 放示意图。 16 本矿井煤层有自燃发火倾向，为防止采空区抽放引起采空区自燃，在工作面回风巷内设 置 CO 传感器， 对采空区瓦斯抽放管内的 CO 浓度和工作面回风巷风流中的 CO 浓度进行实时监 测，当发现 CO 浓度超过或接近本矿井 CO 本底浓度指标时，立即停止采空区抽放，并采取注 氮或减少采空区漏风等措施防止采空区自燃。 （六）抽放瓦斯工艺 1.钻场的布置、钻孔参数的确定 A. 钻场的布置、间距、尺寸、支护方式 在底板瓦斯抽放巷中布置钻场，钻场间距按 30m 考虑，钻场宽 2.5m，墙高 1.2m，净断面 5.5m。采用喷砼支护，局部破碎地点加锚杆。
底板瓦斯抽放巷钻场布置见下图 瓦斯抽放钻场布置示意图 B.钻孔布置 在钻场内布置两排上向钻孔，在钻场布置两排扇形上向穿层钻孔，每排 9 个钻孔，共 18 个钻孔，抽放钻孔分别穿过 9、5 煤层，终孔于 5 煤层顶板 0.5m 处。钻孔开口直径 110mm， 终孔直径 90mm。在矿井生产中根据抽放效果实时调整钻场和钻孔间距，以满足井下安全生产 的需要，获得最佳的抽放效果。
2.封孔方式、材料及工艺 A. 水泥砂浆封孔 本煤层抽放直接在煤层中打钻，成孔率不高，可加导管采用水泥砂浆封孔，水泥砂浆由 40 号以上的硅酸盐水泥、砂子与水混合搅拌而成，水泥与砂子的质量比为 1：2.4～1：2.5。
砂子颗粒直径为 0.5mm～1.5mm。封孔方式采用机械封孔，封孔长度 10m～15m。
B. 聚氨酯封孔 临近层抽放钻孔采用聚氨酯封孔，封孔长度 5m。常用的封孔方式为卷缠药液法，在卷缠 好药液的抽放管插入钻孔后约 5min 药液开始发泡膨胀，20min 后停止发泡，逐渐硬化固结。
为提高封孔质量，孔口处需用水泥砂浆将抽放管封固，或用木锲锲紧。聚氨酯封孔也可采用 压注药液法施工。
3.设备选型及主要检测仪表 17 A.钻机 配备了 3 台 ZQS—360 型钻机及 4 台 ZY-750 型液压钻机和二台 MDK-3200 型液压钻机。
B. 主要检测仪表 在本矿井的井下瓦斯抽放系统中的主要检测仪表见表 4-5-3。
表 4-5-3 顺序 1 2 3 4 5 6 设备名称 抽瓦斯多参数监测控制系统 孔板流量计 闸阀 高负压瓦斯采样器 瓦斯检定器 瓦斯检定器 FW—1 LRD-8 WS21 井下瓦斯抽放系统主要检测仪表 型号及规格 WCP—85 FKL 单位 套 套 个 个 台 台 数量 1 4 10 2 2 2 （七）防突措施 1.区域性防突措施 ⑴ 关于保护层的开采 开采保护层是目前防治煤与瓦斯突出最有效的措施之一。
本矿井为煤层群开采， 采用 “下 行式”的开采程序，依次开采 2、5、9、13、14、15 等煤层，有利于瓦斯的释放和对下部主 采煤层的保护。
⑵瓦斯预抽放 瓦斯抽放的具体方法及措施详见上面 “瓦斯抽放”中的相应部分。
2.局部防突措施 ⑴掘进工作面瓦斯防治措施 ①井筒、联络巷、石门揭煤时防止煤与瓦斯突出措施 a、探煤：井筒、联络巷、石门掘进施工时必须严格执行“逢掘必探、先探后掘、边探边 掘”的原则，及时了解岩层赋存情况，在距煤层垂直距离 10m（地质构造复杂、岩石破碎的 区域 20m）之外至少打 2 个前探钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况等，由通防 队在掘进工作面右帮施工测压钻孔。
b、测压：依据打钻所掌握的煤层赋存条件，在工作面距煤层法线距离 5m 以外，在掘进 巷道两帮施工深 3.5 米、宽 3.0 米、高 2.7 米瓦斯抽放钻场，至少打 2 个穿透煤层全厚的钻 孔，采用 ZY-4000S 型钻机提前在巷道抽放钻场内打测压钻孔，钻孔开孔孔径φ 87mm（以便于 用木塞封孔） ，终孔孔径φ 65mm，穿透煤层全厚，终孔点落在穿过 2 煤层 0.5m。每钻完一个 测压孔及时封孔测压，测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量及其它与突出危险性相关的参数，当瓦 18 斯压力小于 0.74MPa 时，说明没有突出危险性；当瓦斯压力大于 0.74MPa 时，说明有突出危 险性。
测完 2 煤层的瓦斯压力后，在掘进巷道两帮已施工的深 3.5 米×宽 3.0 米×高 2.7 米的 瓦斯抽放钻场施工瓦斯抽放钻孔对 2 煤层进行预抽，预抽一段时间后进行掘进。经区域验证 无突出危险性后掘进至距煤层法线 2m 时，打检验孔进行防突考察。经考察无突出危险性时， 采用远距离放炮至揭穿煤层并沿煤层掘进 2m 为揭开煤层。
②沿煤巷掘进防突措施 采用条带抽放（见上述瓦斯抽放方法） e、深孔松动爆破措施 在沿煤实体煤掘进过程中，采用工作面预抽或边抽边掘措施。同时，采用深孔松动爆破 措施（深孔松动爆破布孔 4—6 个，钻孔直径为 42mm ,孔深 8m 以上，每孔装药 4kg（20 节） ， 药卷规格长 200mm×直径 35mm×重量 200g ，每 5 节药卷装一个雷管，雷管脚线全部采用并 联连接方式。每孔装 2 个水炮泥，水炮泥外炮眼封泥长度不小于 2m） ，使周围煤体破碎，让 应力集中带向煤体深部推移，对工作面的瓦斯进行卸压和排放，以消除掘进工作面突出危险 性。
⑵在回采工作面瓦斯防治措施。
见上述瓦斯抽放方法 四、瓦斯综合开发利用 通过瓦斯的综合防治，将抽出的瓦斯加以利用，变害为宝，高瓦斯的含量变成资源优势， 变“抽放”为“抽采” ，将抽出瓦斯用于瓦斯发电，改善能源结构，保护矿区（井）环境，取 得显著的经济效益和社会效益。根据目前的计算，雷公山矿井“2012～2014 年”期间开采范 围瓦斯储量为 2781.44 万 m3，可抽瓦斯量为 1668.87 万 m3。说明矿井瓦斯资源丰富，为瓦斯 开发利用提供了充足的条件。 第三部分 瓦斯防治组织领导和保障措施 瓦斯是煤矿安全生产的最大危害。瓦斯事故多发，是影响和制约煤矿安全状况根本好转 的最主要原因。瓦斯事故具有破坏力强、影响巨大的特点。一旦发生，往往矿毁人亡，牵动 大局。由于我矿的煤炭赋存条件较差，而目前采掘关系依然紧张，防治瓦斯压力大。各单位 要进一步提高认识，统一思想,坚定信心，克服麻痹松劲情绪,切实抓好瓦斯防治工作。从矿 井开拓、开采布置等基础性工作入手，保证瓦斯防治规划的顺利进行。
加强对瓦斯防治工作的领导， 建立健全煤矿瓦斯防治工作机构，协调各方面力量，促进 煤矿瓦斯防治与利用工作。并结合雷公山煤矿实际，突出重点，协调和帮助解决各种困难和 19 问题，逐步完善瓦斯综合防治的长效机制。
一、组织领导 组 长：矿长 副组长：总工程师、生产矿长、安全矿长、机电矿长 成 员：采、掘、机、运、通副总工程师及各单位主要负责人 矿成立瓦斯防治工作办公室，办公室设在通防科，负责日常的瓦斯防治和管理工作。
二、保障措施 1.加大投入，完善安全系统与装备，依靠和利用先进的科学技术，提高煤矿安全生产保 障能力。
严格按照《煤炭生产安全费用提取和使用管理办法》 、 《关于规范煤矿维简费管理问题的 若干规定》要求，提足用好安全费用和维简费。
根据安全实际需要，增加安全投入，完善 瓦斯综合防治系统和装备，重点是矿井通风、瓦斯抽采、防灭火、综合防尘、监测监控等， 做到“可保尽保、应抽尽抽” 。同时，要积极推广应用先进技术，推进煤矿企业技术改造。要 加大新技术、新工艺、新装备的推广力度，坚决淘汰危及安全生产的落后技术和工艺。
（1）完善通风系统 按照“缩短通风流程，扩大通风断面，减小通风阻力，增大通风能力，提高抗灾能力”的 原则，优先选择分区式通风方式，优化通风系统，做到网络简单、风流稳定、系统可靠、风 量充足、风速风质符合要求。
（2）完善瓦斯抽采系统 按照“大流量、多抽泵，大管径、多回路”的原则完善瓦斯抽采系统，根据瓦斯防治规 划，配齐配全各类抽采钻机，提高抽采瓦斯的浓度和瓦斯利用。
（3）完善防灭火系统 完善井下消防材料库， 配齐配全防火装备，井下所有设备、设施等达到消防要求。
（4）完善防尘系统 健全防尘设施，安装隔爆抑爆、喷雾降尘和洒水控尘设施，实施装备除尘器、采煤机内 外喷雾降尘等设施，配齐配全测尘仪器仪表。井下粉尘浓度符合《煤矿安全规程》要求。
（5）完善监测监控系统 建立起内部的局域网，瓦斯超限、风机开停等自动向有关人员发送短信的信息处理系统， 并按规定配齐瓦斯检测仪器仪表。安全监测装置安设率必须达到 100%。
（6）完善安全防护设施 按《防治煤与瓦斯突出规定》规定配备防突反向风门、压风自救系统、避难所、自救器 等安全防护设施。 20 2.突出重点，加大瓦斯抽采力度 按照现有的瓦斯防治技术水平和设备能力，科学合理地确定矿区生产规模。掌握开采水 平和回采区域准确、可靠的煤层瓦斯压力、瓦斯含量、煤层透气性等参数。在矿井设计和采 区设计中，必须根据 2、5、9、13、14、15 煤层瓦斯含量、瓦斯压力、透气性等基础参数， 设计各煤层瓦斯抽采工程。利用高位抽放巷、底板巷道和穿层钻孔预抽煤层瓦斯，瓦斯抽采 工程的施工要超前于矿井建设和生产准备，留足预抽时间。
突出危险掘进工作面作业必须严 格执行“四位一体“综合防突措施。
掘进面要采用先抽后掘、边抽边掘技术。突出危险掘进工作面和瓦斯绝对涌出量大于 3 立方米/min、放炮后瓦斯经常超限、有瓦斯异常涌出现象、预测突出指标超限的掘进工作面， 以及石门揭穿突出煤层工作面，必须实施巷帮钻场深孔连续抽采措施，并确保掘进工作面钻 孔每平方米不少于 2 个。
采煤工作面根据瓦斯涌出量选择瓦斯抽采方法。凡瓦斯绝对涌出量大于 5 立方米/min， 或者用通风方法难以解决瓦斯问题的采煤工作面，必须实施综合抽采瓦斯措施。采煤工作面 瓦斯抽采量要满足安全要求，对于绝对瓦斯涌出量大于 30 立方米/min 的采煤工作面，瓦斯 抽采率不得低于 60%；绝对瓦斯涌出量为 20～30 立方米/min 的，瓦斯抽采率不得低于 50%； 绝对瓦斯涌出量小于 20 立方米/min 的，瓦斯抽采率不得低于 40%。
3.强化培训，提高职工队伍素质 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。发挥煤矿工程技术人员的作用，形成不同层次、不同层面、 保障有力的技术网络，开展专家技术讲座、经验交流，研究解决煤矿重大“一通三防”安全 技术问题，为提高矿井瓦斯防治提供技术支持。
建立和完善与瓦斯防治、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。
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。
4.严格管理，落实安全规程和措施 《煤矿安全规程》是确保煤矿安全生产的法规性文件，把《煤矿安全规程》落实到生产 管理的全过程。要按照规定合理集中生产。
《防治煤与瓦斯突出规定》是煤矿瓦斯防治的技术性文件。认真落实“四位一体”综合 防突措施，加强矿井地质测量工作，准确掌握矿井瓦斯地质变化情况，瓦斯赋存和涌出的变 化规律，及时制定和实施各种防范措施。编写防突预测图，指导现场防突工作。结合矿井实 21 际及时调整采掘部署和生产作业计划，为落实防突措施提供条件。
制度建设是从严管理的基础。严格执行雷公山煤矿制定的领导干部下井带班制度、雷公 山煤矿“一通三防”管理规定、雷公山煤矿排放瓦斯管理暂行规定、矿井停送风管理规定、 安全监测监控管理规定、瓦斯信息管理规定、瓦斯防治管理暂行规定、防治煤与瓦斯突出管 理办法、雷公山煤矿停风应急预案等制度。
5.强化基础，提高素质，抓好矿井安全质量标准化 认真组织开展矿井安全质量标准化，是加强和改进煤矿企业“双基” （基层、基础）工作， 搞好煤矿安全生产的重要措施。建立健全各个环节、各个岗位的安全质量工作，把推进矿井 安全质量标准化建设作为今后一个时期安全工作的重要内容来抓， 规范职工的安全生产行为。
在生产流程中每个环节、每个岗位建立标准约束、持续改进的安全生产工作机制。将安全质 量工作标准的各项指标分解落实到区队、班组，落实到岗，责任到人，实行全员安全生产责 任制。业务部门要切实履行好协调服务、指导推动和监督监察的职责，加强督促检查，推动 企业安全质量标准化工作的开展。 三、需要解决的重点难题 目前还未进行 2、5、9、13、14、15 煤层突出危险性鉴定，瓦斯防治方案一时无法确定， 影响掘进工作面的施工进度。 第四部分瓦斯防治规划 一、矿井瓦斯抽放规划表 序 号 1 瓦斯可抽 放量 雷公山煤矿 （万 m3） 抽放率 （％） 二、矿井瓦斯综合防治投资表 序 号 1 雷公山煤矿 工程量 2012 年 22 项目名称及规划指标 年度规划明细表 2012 年 40 2013 年 200 2014 年 300 40 50 50 项目名称及规划指标 年度规划明细表 2013 年 2014 年 （万 m） 投资（万 元） 20.6 711.7 27.7 692.5 33.7 842.5 三、2012－ 2014 年瓦斯抽放钻孔工程量 煤巷钻孔 年度 工程量 (万米) 2012 2013 2014 总计 0.66 2.6 2.6 5.86 底板穿 层钻孔 工程量 (万米) 2.447 19.6 22.0 44.047 工作面 钻孔工 程量 (万米) 0.420 3．9 7．7 12.02 其它钻 孔工程 量 (万米) 0.36 1.6 1.4 3.36 3.887 27.7 33.7 65.287 20.0 52.5 72.5 1.4 0.64 2.04 合计 （万 米） 产量 （万 t） 万吨抽放 钻孔率 （万 m/万 t） 瓦斯底板抽 放巷工程量 (万米) 0.12 0.20 0.1604 0.4804 23 四、雷公山煤矿 2012－2014 年煤炭生产接续规划表 工 作 面 参 数 工 作 面 名 称 平均 采高 （m） 1121 1122 1151 1.05 1.05 1.0 工作面 长度 （m） 150 150 100 走向 长度 （m） 1200 1200 1100 可采 储量 （万吨） 28.4 28.4 15.7 综采 综采 综采 108 108 70 采煤 方法 月推 进度 （m） 平均月 产量 （万 吨） 2.5 2.5 1.43 12.4～13.3 13.4～14.4 14.5～15.6 20 8 计 28 20 27.5 10．0 37.5 13 50.5 生 产 起 止 时 间 2012 2014 分年度产量（万 t） 采煤工作面年度出煤量统计 掘进煤量统计 合 24
黔西县雷公山煤矿 2010 年瓦斯专项治理工作方案 为了认真做好我矿瓦斯治理工作,有效防范煤矿瓦斯事故发生, 落实全县“瓦斯治理落实年”的各项安排部署,切实抓好我矿 ...
雷公山煤矿首采面已进入联合试运转,为了切实做好瓦斯治理工作,杜绝瓦斯超限事故,近日,贵州世纪公司特别制定了《雷公山煤矿首采面瓦斯治理管理办法》. 《办法》就瓦斯...
4.1.2与区域煤炭开发规划相容协调性分析 雷公山煤矿属《贵州省黔西县煤炭开发规划》... 13.3废气及粉尘的治理 13.3.1井下废气 (1)对瓦斯进行抽放 鉴于本矿为高瓦斯矿井,在...