瓦斯治理方案.doc

华 福 集 团 磺 广 村 煤 矿 瓦 斯 治 理 方 案 编 制 技术负责人 生产副矿长 矿 长 时 间 第一章 开拓、开采 一、矿井地质概况 1、地质概况 矿山所在区域内出露的地层由老到新有二叠系上统宣威组至三叠系下统铜街子飞组第二段地层，其上还有第四系的残坡积层。 矿区及邻近出露的宣威组、飞仙关组、铜街子组及第四系地层特征如下 二叠系上统宣威组（P2X）分布于矿氏北部外围，岩性为灰、深灰色粘土岩、泥岩、粉砂岩，夹细粒岩屑砂岩及煤层、炭质泥岩，上部夹生物碎屑灰岩，底部为硫铁矿层。含煤炭7-12层，其中可采煤层2层（B3、B4），局部可采煤层1层（A1），但本区不可采，全线地层历史阶段140-150m。与下伏茅口组呈平行不整全接触。 根据含煤性及含矿性将组划分为四个岩性段，其中第一段（P2X1）为含硫段，底部为硫铁矿性粘土岩，上为菱铁质粘土岩、粘土岩、不含煤层，厚1.58-8.74m，平均4.79m第二加三段（P2X23）为含煤段，岩性为灰色煤砂岩，砂质泥岩、粘土岩夹细粒岩屑砂岩，顶部含可采煤层两层B3、B4，厚约106m（与硫铁矿层层间距约110m）；第四段（P2X4）为生物西方舆论界屑灰岩，砂质泥岩、泥岩、粘土岩，中部夹粉砂岩，含煤线2-3层，不含可采煤层，历史阶段约30-40m。 三叠系下统飞负关组第一段（T1f1）岩性为灰绿色薄至中厚层状泥巴岩、砂质泥岩，夹薄层粉砂岩及泥质灰岩。本段厚85-95m，平均厚90m，分布于矿区北部。 三叠系下统飞关组第二加三段（T1f23）岩性为紫红色泥岩与灰绿色粉砂岩互层，夹灰紫色中一厚层细粒长石岩屑砂岩，本段厚184m，分布天矿区南部及东部地区。 三叠系下飞仙关组第四加五段（T1f45）以紫红色泥岩及灰绿色砂岩为主，夹紫灰色细粒长石岩屑砂岩及少量生物碎屑灰岩薄层；上部为厚层细粒砂岩与鲜紫红色泥岩互层。本段平均厚210m，分布于矿区东南部地区。 三叠系下统铜街子组第一段（T1t1）层性为灰色泥晶灰岩，生物屑灰岩及生物碎屑鲕粒灰岩，夹绿色钙质粉岩与灰紫色泥巴岩互层，厚161m，分部于矿区东南角外围。 三叠系下统铜街子组第一段（T1t2）岩性为此红色、绿灰色细粒岩屑砂岩、粉砂岩、泥岩，厚32m,分布于矿区南东部外围。 第四系残坡积层成份以砾石、砂土、亚砂土及粘土为主，厚度一般2-5m，主要分部于矿区北部。 2、 煤层情况 B4煤层（俗称“上联炭”），位于宣威组二加三段顶部，呈层状产出，煤层产状与地层产状基本一致，倾向210，倾角一般14----16，下距B3煤层平均间距2.5m，煤层厚度一般0.80～1.49，平均厚度1.18m，含1---3层约0.02---0.04 m厚的粘土岩夹矸，其中一层为蠕虫状高岭石化晶屑凝灰岩，是煤层对比的特殊标志，煤层厚度属稳定煤层。煤岩类型上部为黑色半暗型煤与暗淡型煤间互组成，中部为半亮---光亮型煤，下部为线理状半暗---暗淡型煤，煤岩组成以暗煤为主，含亮煤条带及丝炭透镜。煤岩硬度中等，内生裂隙发育。 B3煤层俗称“中联炭”，上距B4煤层平均间距2.5m，为单一结构煤层。三分性明显，上、下一般为黑色半暗型煤，中部为灰黑、黑色半亮---光亮型煤，煤层厚度一般0.65～1.35m，平均厚度1.09m，厚度变化较B4煤层大，属较稳定型煤层，含少量团状黄铁矿，煤岩组分以暗煤为主，含亮煤条带及丝炭透镜。内生裂隙较为发育，呈块状，上、下部煤质较坚硬，呈现碎块状，而中部煤层较疏松，呈鳞片状、粉状。煤层空间形态为层状，产状变化不大。 3、采掘实际图纸 矿井现有资料，有井上、下对照图、采掘工程平面图、通风系统及避灾路线系统图、地面井下供电图、防灭火及防尘系统图、排水系统图、监测、监控系统图。 4、井田范围年内小煤窑的采掘情况及对本矿的影响情况 井田内775水平以上均为小煤窑采空区，东冀775上水平均被小煤窑破坏。涌水量加大，但无突水危险。 顺着深部的开采，我矿瓦斯涌出量逐渐增大，矿井漏水量为随之而加大。煤与瓦斯突出的危险严重。 5、矿井的地质报告及深部开采所遇到的情况 我矿正在积极完善之中，因矿井开拓方式平硐加暗斜井开采，开采水平在720696间，所有开采的地质资料不完善、不成熟，有待于进一步收集、整理。 6、矿井通风、瓦斯等情况 磺广村煤矿采用两翼对角抽出式。东翼回风平硐井口标高为＋814m，西翼回风平硐井口标高为＋818m，主要通风机四台，功率为30kw。矿井总进风量为1606m3/min，总回风量为1699 m3/m in。据磺广村煤矿2006年度瓦斯等级鉴定报告，磺广村煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为3.29 m3/min,矿井相对瓦斯涌出量为29.61 m3/t。 该矿开采的B3、B4煤层不具有煤尘爆炸性，煤层自燃倾向性属三类不易自燃。 7、 矿井突出情况 该矿未发生过煤与瓦斯突出事故，矿井鉴定为高瓦斯矿井。 二、开拓、开采系统 1、开拓、开采情况 磺广村煤矿采用平硐＋暗斜井开拓，平硐布置在B4煤层顶板岩石中，主平硐标高＋773m，平硐长240m。暗斜井布置在B4煤层底板中，坡度为15，暗斜井长330m，暗斜井井底标高为＋696m。磺广村煤矿分为四个生产水平（第水平＋775～747m，第二水平＋747～＋720m，第三水平＋720～＋696m，第四水平＋696～＋650m），磺广村煤矿东、西翼第一、二、三水平已开采结束，目前采区主要在第四水平＋720～＋696m区段。 2、主要技术参数 东4041采面走向长450米，斜长90米，区段标高720-696 进、回风煤平巷断面为1.81.8m，风量控制在330m3/min（未采）。 进、回风煤平巷及煤上山均采用三节棚、支护。 采用走向长壁采煤法，放炮落煤，陷落法管理顶板（见采煤作业规程）。 矿井内以前进式开拓采区，采区内执行向井筒方向后退回采。 3、采区布置 ⑴采区开采顺序、工作面回采顺序 工作面回采是后退式开采。 ⑵回采工作面、掘进工作面支护形式及工艺 矿井回采工作面支护形式及工艺 落煤方式采用煤电钻打眼，毫秒电管3＃煤矿炸药爆破。 装煤及运煤方式采用人工装煤，工作面采用溜煤槽自溜至下煤眼； 支护方式木支护，其支护参数为 支柱排距 1.0m 支柱柱距1.0m 密集支柱柱距0.4m 炮道宽度1.0m 支柱迎山1～2。 回柱方式采用人工回柱，每组不少于2人。 采空区允许悬顶面积的规定及超过规定后的支护在回采过程中，采空区悬顶面积最大不超过25m2；若超过规定， 则沿工作面倾斜方向每隔4m支设一堆堆柱每堆不少于3根，加强支护。 工作面初次来压、周期来压及过地质构造带的特殊支护措施 初次来压及周期来压支护 ①、缩小支柱排距为1.0m，增大支护强度，满足护顶要求； ②、密集下方均支设加强柱或戗柱，加强柱或戗柱与密集支柱之间用Φ≮120mm长为1.2m的排柴背接牢实； ③、沿工作面走向每隔4米增设1堆堆柱（每堆不少于3根） 过地质构造带支护 ①、缩小支柱柱距柱距视现场情况而定，满足护顶要求； ②、增设堆柱锁住断口； ③、挨煤帮支设贴帮支柱贴帮柱柱距视现场情况而定，加强支护； ④、放炮后及时支设临时支柱，或采取边放边支边维修的方式作业； ⑤、适当缩小控顶距，满足护顶要求； ⑥、采用“一梁二柱”支护，顶梁用Φ≮140mm对剖排柴或同规格的坑木，顶梁上用排柴、芭片背接牢实； ⑦、对于断层落差大，工作面无法正常推进时，届时另行编制专门措施。 工作面上、下安全出口的规定和支护 ①工作面上端回风出口，回风出口宽度为1.8m，高度不小于煤厚，出口内采用木支柱支护，排距为1.0m，柱距为1.0m。 ②、在回风出口煤墩左方1m处，必须支设一排倾斜密集（柱距为0.4m），构成回风通道，确保行人、通风的安全。 ③、工作面进风眼下口留设煤墩，其煤墩规格为走向*倾向＝4*5m,构成行人、进风下出口。下出口宽度为1.8m，高度不小于1.6m。出口内采用木支柱支护，排距为1.0m，柱距为1.0m。 ④、必须随时保持工作面进、回风眼及出口的安全、畅通，确保行人、通风的安全。 ⑤、回采结束后采区采后及时封闭上下石门。 回采工艺工作面在回采过程中，采用“二.八”制作业（夜班维护巷道），当班作业人员进入工作面，首先进行安全检查，处理安全隐患，然后打眼、装药，随即进行放炮工序，放炮完后，进行支柱和密集支护工序，每班必须搞好当班及相邻上、下段的维修支护工作，如此每班反复循环作业。 4、掘进工作面支护形式及工艺 打眼采用MZ－1.2电煤钻打眼，严格按规定眼位，角度，深度打眼。 装药采用3＃煤矿安全炸药和1－5段毫秒延期电雷管、装药结构采用正向装药，不许放垫药和盖药，见“爆破说明书”。 联线采用串联线法，放炮母线用铜芯橡胶电缆。 放炮井外放炮。 装矸采用人工装煤矸。 支护人力架设木厢。 工艺采用综合作业形式，实行“二.八”作业制施工。 第二章 防治煤与瓦斯突出及冲击地压 一、矿井防止突出措施 1、随着开采深度的增加，突出危险性增大。 制定出多种治理方案。并测定了一些瓦斯基本参数本矿720-696水平，瓦斯压力为1.5Mpa，吨煤瓦斯含量25.01m3/T，瓦斯初速度指标为ΔP34，煤层坚固性系数f为0.15，煤层透气性系数为1.4m2/Mpa2D 针对我矿现有实际，认为顺层抽放，结合小直径超前钻孔排放瓦斯的方法更能适应我矿的防治煤与瓦斯突出。在采掘工作面打顺层超前长距钻孔进行预抽。掘进时用小直径钻孔排放进行“四位一体“的防突措施执行，这样的效果相当显著。 其一，是通过抽放卸压引起煤体应力重新较均匀分布；其二，使巷道或掘进工作面的应力集中带向煤体深处前移；其三，是抽、排放后，在钻孔制范围内，形成瓦斯卸压带，从而起到防止突出的目的。 在防治煤与瓦斯突出的预测，预报和措施效果检验时，采用φ42mm钻孔法判别指标临界值如下 二、防治煤与瓦斯突出措施 1、组织措施 本矿2008年8月底组建防突机构，派人去学习防突和打钻，建立以技术负责人为首的防突机构，下设防突办、防突队。 防突办公室（主任由技术负责人兼任） 防突队（队长1名，安全员2名） 抽放钻机班 小孔排放班（各班4名队员） 防突办由技术负责人负责防突技术业务管理，组织编写、审批防突技术措施，并检查措施执行情况。建立矿井防突资料档案。 防突队负责实施防煤与瓦斯突出的预测、预报、措施执行及效果检验工作，收集记录敏感参数的填报，负责全矿的通风设施维护，保证通风畅通。 抽放钻机班负责预抽钻孔及抽放系统的布置、管理。 小孔排放班负责掘进碛头小直径排放钻孔的布置和效果检验。 2、防治煤与瓦斯突出装备 ⑴、我矿已造计划定够钻机、钻杆等设备， ⑵、地面抽放站已在建设当中。 3、防治煤与瓦斯突出措施 ⑴采掘布置 我矿制定出调整采掘布置的整改方案，主要内容有①把650东运输巷作为瓦斯抽放巷，布置抽放钻场。 ①严格执行“四位一体”的防突措施 ②建立、完善瓦斯抽放系统和防突机构。 ⑵突出危险性预测 ①对东四、西四区域内的采面上预测。 ②对东五区域内不搞预测，直接上防治煤与瓦斯突出措施。 ⑶防治煤与瓦斯突出措施 ①石门揭煤防治突出措施 在巷道掘进碛头距煤层垂距3-5米时，采用ZDJY-150型，钻机用φ75mm的钻孔，对煤层扇形布置钻孔进行卸压排放，钻孔深度以钻到煤层顶板为止，排放孔控制范围为巷道断面，轮廓线外不小于5米，底部不小于3米。 揭空石门时，在煤巷内石门揭穿点沿走向前后15m范围内顺煤层倾斜布置排放孔（一般采用MZ-150型钻机，孔径φ42或φ75mm）排放孔距为1.0 -2.0m，厚煤层按双排布置，孔深要超出石门顶部5米范围。 ②煤巷掘进防突措施 在设计掘进煤巷提前一个月左右用ZDYJ-150型钻机用φ75mm钻顺层抽放孔、孔深为70m-80m，孔数为6-8个，进行预抽。（注煤巷掘进工作面在安排时应考虑交替作业）。 在煤巷开掘前，必须由防突防根据现场煤厚、松软度、超前布置排放钻孔、最低孔数不少于10个，孔深8m -12m，采用MZ-18型或（MZ-12型）钻机，用φ42mm或（φ75mm）孔。钻孔控制范围平巷上方（倾斜方向）不小于5米，下方不小于3米，若遇厚煤层时孔位应双排或三排菱形布置。 在钻孔过程中，防突人员必须将排放孔和异常情况进行详细记录，判定临界值，并填写防突措施报告单。 ③回采工作面防突措施 采用80-90米斜长布置采面，ZDJY-150型钻机的钻深能力为100米。因此，采面瓦斯采用排放措施，即在机巷每25米布置一钻场，扇形布置钻孔与上回风平巷钻穿（顺层布置），钻孔直径φ75mm，孔底距≯2米。进行自然排放。 ④超前钻孔排放及预抽煤层瓦斯的效果检验 执行排放、抽放措施后采、掘前必须对工作面进行措施的效果检验。采用MZ-18或MZ-12φ42mm孔经钻效果检验孔，孔深为8-12米，采面为距8mm深8米。在检验后敏感参数判别在临界值以下时方可采掘。采掘进度严格控制在所检验深度留足不小于5米的安全屏障。 若检验后仍有突出危险，必须进行扩孔排放或补打排放孔，只有在临界值以下时，才能允许采掘。 ⑤安全防护 A、由矿办、生产办，防突办定期联合对矿井“一通三防”工作进行检查，确保通保通风系统、通风设施的正常，满足采、掘风量要求。 B、矿井建立健全各项规章制度，制定完善各作业规程，操作规程，加强职工的安全，生产技能培训和防突意识。 C、石门揭煤无论采取何种方式，都只能震动爆破。 D、严格坚持“一炮三检”“三人联锁”放炮及井外放炮制。 E、井下分区域机筑牢固的防突反向风门。放炮前落实现场安全员进行关闭。 F、井下严禁手镐落煤（或掘进）加强巷道支护。 G、井下工作人员必须配带一人/台压缩氧自救器，且随身携带。 3、区域预测方法 矿井受技术和设备的限制采取单项指标法来判定煤层危险性矿井受技术和设备的限制没有测定瓦斯放散初速度指标（P）、煤的坚固性系数（f）和煤层瓦斯压力（p），只能根据煤的破坏类型来判定其突出危险，方法如下Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ类煤为突出煤层。 ①煤的破坏类型分类 Ⅰ类非破坏煤，光泽为亮与半亮，呈层状、块状构造，条带清晰明显，坚硬，用手难以掰开。 Ⅱ类破坏煤，光泽为亮与半亮，尚未失去层状，较有次序，条带明显，有扭曲，有错动，呈不规则块状，有挤压特征，用手易剥成小块。 Ⅲ类强烈破坏煤，光泽为半亮与半暗，呈透明状，小片状，细小碎块，层理较紊乱无次序，硬度低，用手捻即可成粉末。 Ⅳ类粉碎煤，光泽暗淡，粒状或小颗粒胶结而成，形似天然煤团，用手捻即可成粉末。 Ⅴ类全粉煤，土状构造，如断层泥状，疏松，可捻成粉末。 ②按我矿突出分布的条带及小构造发育地段来划分。 在以后的工作中我矿引进技术和设备后会不断地完善区域性预测方法。 4、区域性防突措施 磺广村煤矿煤层为急倾斜煤层，可采的11号煤层均具有突出危险，无开采保护层的技术条件。可以采取施工超前顶板穿层钻孔条带预抽，防治11号煤层掘进条带的突出危险；或施工顺煤层抽放钻孔，预抽11号煤层的瓦斯。开采前，可实施顺煤层钻孔预抽，防治回采工作面的突出危险。 （1）掘进工作面预抽钻孔布置 1钻孔布置 在11号煤层运输和回风平巷内施工超前长钻孔预抽钻掘进条带的瓦斯，孔长50m，孔径75mm，钻孔呈扇形布置，终孔间距3m，控制巷道上、下帮轮廓线外各5m。采用聚铵脂封孔，要求封孔深度不低于8m，并保证严实不漏气。钻孔布置见附图1 ⑵防突指标的确定 1）顺层预抽单孔抽放量预计 根据白皎矿井实际考察，超前长钻孔预抽单孔抽放量平均为15L/min，在此预计磺广村煤矿单孔抽放量为20L/min。 2）防突钻孔控制范围内煤层瓦斯储量计算 W＝abmdx＝50122.11.5525.1＝4085m3 式中a防突钻孔控制走向长度，50m； b防突钻孔控制倾斜宽度，12m； m煤层厚度，2.1m； d煤的容重，1.55t/m3； X煤层瓦斯含量，25.1m3/t。 3）钻孔抽放量计算 Q＝Bq＝91020－3＝0.18m3/min 式中B－钻孔个数，9个； q－单孔抽放量，20L/min。 4）预抽指标及抽放时间确定 按防治煤与瓦斯突出细则要求，煤层瓦斯预抽率大于或等于25作为防治煤与瓦斯突出预抽指标，其预抽时间为 t（W25）/（1440Q） 式中t－抽放时间，天； W－预抽钻孔控制范围内煤层瓦斯储量，m3； Q－防突钻孔预抽量，m3/min。 t3677525/（14400.18）＝36天 即顺层预抽达,36天，其抽放率可达25。 （1）回采瓦斯抽放参数 由于矿井缺乏实测煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤层透气性系数、瓦斯抽放半径等瓦斯抽放参数，因此，借鉴邻近的白皎煤矿经验，预计瓦斯含量为25.1m3/t，瓦斯抽放半径暂定为２.5米。 1）预抽钻孔布置 按现有采煤方法，工作面走向长450m，平均倾斜长90m。采用在b4煤层运输平巷内施工钻场，每个钻场施工三个顺层长钻孔抽放煤层瓦斯，孔长70-80m，孔径75mm，钻孔呈扇形布置，终孔间距5m。 2）、防突指标的确定 a、顺层预抽单孔抽放量预计（主要用于煤巷掘进顺层抽放） 根据白皎矿井实际考察，超前长钻孔预抽单孔抽放量平均为15L/min，在此预计磺广村煤矿单孔抽放量为25L/min。 b、防突钻孔控制范围内煤层瓦斯储量计算 W＝abmdx＝80502.11.5518.83＝245166.6m3 式中a防突钻孔控制走向长度，50m； b防突钻孔控制倾斜长度，80m； m煤层厚度，2.1m； d煤的容重，1.55t/m3； X煤层瓦斯含量，18.83m3/t。 3）一个钻场抽放量计算 Q＝Bq＝222510－3＝0.55m3/min 式中B－钻孔个数，22个； q－单孔抽放量，25L/min。 4）预抽指标及抽放时间确定 按防治煤与瓦斯突出细则要求，煤层瓦斯预抽率大于或等于25作为防治煤与瓦斯突出预抽指标，其预抽时间为 t（W25）/（1440Q） 式中t－抽放时间，天； W－预抽钻孔控制范围内煤层瓦斯储量，m3； Q－防突钻孔预抽量，m3/min。 t30645825/（14400.55）＝97天 即顺层预抽达97天，其抽放率可达25。 注由于以上瓦斯抽放的指标是参考白皎矿的，所以在施工过程中应进行考查，修改其抽放时间，确保矿井安全生产。 5、“四位一体”防突措施及参数，工作面预测、检验技术、方法、仪器仪表，临界指标，安全防护等 必须按“四位一体”防突措施管理，并将收集的资料和所有的防突资料整理归档，预计今年12月完成这项工作。 1、工作面预测预报方法 钻孔法 1）、采用钻孔法测试瓦斯涌出最大初速度（qmax）和钻屑量（Smax）预测突出危险性。预测判定指标参数见表。 预测判定指标参数表 参 数 名 称 单 位 突出危险性 突出危险 突出威胁 最大钻屑量（Smax） Kg/m ≥6 ＜6 最大瓦斯涌出初速度（qmax） L/minm ≥4 ＜4 2）、预测钻孔布置钻孔布置在煤体相对较软的软煤分层中，深度8-12m，直径Φ42，一般不少于3个，平行于巷道掘进方向，上、下帮各一个，控制巷道轮廊线外不低于3m（一般情况我矿未采取预测，直接上措施）。 3）、在构造附近和出现喷孔，卡钻现象时，按突出危险进行管理。 2、防突技术措施 经预测为突出危险，则采用Φ75小直径排放孔排放措施。 1）、排放孔布置 排放孔应布置于相对较软的软煤分层中，以及预测超标施工中有喷孔等突出预兆的构造煤中，排放孔长8-12m，控制范围，巷道轮廓线外不低于5m，钻孔有效半径为1米。 2）、钻孔施工 由防突员施工排放孔，严格按防突办设计施工。 3、措施效果检验 1）、效检孔布置在措施孔之间，经检验有效可留5米超前距离执行安全防护措施组织生产。 2）、若效检仍具有突出危险，则必须采取补打排放孔并增加钻孔密度或延长排放时间等补救措施，然后再进行效果检验。 3）、检验孔测试方法，参数与指标与预测相同。 4、安全防护措施 1）、放炮联线装配引药，严格按煤矿安全规程规定执行，装药必须使用炮泥、瞎炮处理按安全规程执行。 2）、放炮母线严禁明接头，严禁同监测，铁管、电缆、风筒缠绕在一起。 3）、电话必须畅通。 4）、放炮前关好反向门和放炮硐室的反向门。 5）、严格执行井外放炮制度，炮后30分钟瓦检员、班长、放炮员一起进入碛头检查。 6）、严格执行“一炮三检制”。 7）、施工过程中随时观察有无突出预兆，发现喷孔、响煤炮、夹钎、瓦斯忽大忽小、空气变冷、煤体变冷、煤体结构异常等突出预兆时，必须立即停止作业，撤出人员至安全地点，并汇报，未经采取措施，不得恢复作业。 8）、作业时班长挂好便携仪，距离碛头不超过5米，距棚梁0.3米，要求每班便携仪必须充足电并保证能用一小班，压缩氧自救器距碛头不超过5米，要求人手一台自救器，要求压缩氧自救器氧气符合规定。 9）、电工负责该工作面瓦斯监控探头，每周调校一次，保证正常使用，每班瓦检员负责检查探头设置和监控显示误差。发现误差0.2时及时通知电工调校。 10）、安全员按规定填写好防突管理牌板，严禁误填、漏填、超掘，由瓦检员负责监督。 11）、加强现场瓦斯管理，瓦检员每班必须随时检查碛头和回风CH4情况，以及瓦斯变化情况，发现异常及时汇报 第三章 瓦斯抽放部分 一、基本情况及管理方式 我矿抽放起步较晚，现正处于探索阶段，各种抽放管理制度和措施及抽放方式都有待于进一步完善。 地面建立瓦斯抽放站。抽出的瓦斯用于发电；抽放管路出口处必须采取安全措施。 二、防突计划、措施、瓦斯分布规律等 措施编制“磺广村煤矿防突设计方案”，我矿按此方案开展一系列的防突工作。 因矿井各项防突工作都处于探索阶段，各项管理制度、规划、针对性措施等不健全，这些都是我矿下一步的主要工作。 第四章 保 护 层 开 采 我矿煤层B4W作保护层先开采，在对B3煤层进行开采。 第五章 通 风 一、矿井通风现状 磺广村煤矿采用两翼对角抽出式。东翼回风平硐井口标高为＋814m，西翼回风平硐井口标高为＋818m，主要通风机四台，功率为30kw。矿井总进风量为1606m3/min，总回风量为1699 m3/m in。据磺广村煤矿2006年度瓦斯等级鉴定报告，磺广村煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为3.29 m3/min,矿井相对瓦斯涌出量为29.61 m3/t。 全矿目前一个采面、一个掘进面，采面配风330m3/min，煤巷掘进配风100 m3/min。 第六章 监 测 监 控 我矿在籍监控系统为KJ-90型带两个分站和11个探头，分别安设在煤巷掘进的碛头和回风中，在局扇安设处接有两套送停电监测，并实行三专两闭锁和瓦斯断电装置。 风井安设风机停送电监测、风门开关监测。 我矿监测、监控简单，但设备调校及断电试验记录比较完整。 第七章 防 灭 火 及 防 尘 一、防灭火 我矿煤层有无燃发火倾向，最短发火期一般在3-6个月，我矿无发火象征，回风流中无CO，密闭取样，无CO，温度也降低，恢复正常（密闭内温度25℃）。 在防灭火防治措施方面，我矿主要是在采、掘过程中，尽量收尽浮煤，加固密封采空区。必要时可用上水平老窑水直接灭火。在地面有一消防水池（容量200m3），平时 主要用于防尘、利用自然落差。井下各机电硐室配有砂箱一个，灭火器各2台。 在外因火源方面。矿建立健全规章制度严加管理，严格检身制度，不带烟火、易燃物品入井，严禁在井口外20米范围内使用烟火。加强机电设备的管理，严禁失爆电器入井，井下杜绝明接头、鸡爪子、羊尾巴。经常加强电器设备的维修、保养工作。 二、防尘 我矿用2寸管道经主平铺设至各作业点，利用自然落差进行喷洒防尘。 本矿无测尘仪器，有隔爆水袋。 第八章 防 治 水 我矿水文地质情况比较简单，井下充水水源及通道，主要是大气降水、地表、水沟积水等，主要是通过采空区进入矿井。根据以上情况我们采取了以下防治水灾措施 1、采掘过程中在接近有突水威胁的地点时，严格按煤矿安全规程第二百六十五条执行，做到“有疑必探、先探后掘”。 2、在有突水威胁区域，必须在其附近设置防水闸门，方可掘进。 3、在采掘工作面和其它地点发现有明显涌水征兆或出现涌水时，应立即停止工作，将人中撤出，有防水闸门时应及时关闭。 4、在探放水作业时，井下无关人员必须撤离现场和灾害可能波及地点。 5、采空区及其隔水煤柱必须严格按规定留足。 本矿井正常涌水量为80 m3/d，最大涌水量为100 m3/d 目前在井底设有200m3水仓一个，150D30-4水泵一台（电机功率110KW，扬程154m，排水量155 m3/h）。 矿井最大排水能力可达150 m3/h 第九章 机 电 1、我矿电源来至10KV川南电网和丁新变电所。 2、自备柴油发电机组一台，500KW 3、矿区地面照明电源与村民电网与井下无关。 4、井下设备全部为防爆型，停、送电和电气操作规程，各项管理制度基本健全。 5、主要通风机型号（四台） FBCZ11.2 30KW 2台 全压632Pa 风量1450-660m3/min备用 KZT60NO11 30KW 2台 全压590Pa 风量1407-771m3/min备用 风井、风门、防爆门情况良好，坚固，风道断面为1.41.4m，现矿井总有效风量的富余系数为1.9。 5、本矿井有排水设备五台套，由井底水仓（200m3）上口设泵房，进行一级提升，排水扬程为85m，从井底水仓经暗斜井（330米），排入773主平硐自然入地面。 主水泵150D30-4型，电机功率110KW（新安装）扬程154米，流量155m3/h 6、井下运输方式 ⑴上山中用搪瓷溜槽自溜，平巷人工推车、装卸、暗斜井采用JTB-1000800防爆绞车提升。 ⑵采用1吨侧卸式硬设备一装运煤（矸） 第十章 抽放站建设进度 1、跟椐宜市安监矿【2008】16号文件通知，及县安监局要求我矿2008年底建设瓦斯抽采系统。 2、结合我矿实际情况，正在完善改项工作,对地面征地等工作已经完成。 3、08.8月完成征地工作，9月完成抽采设计，10月完成地面厂房建设，11月完成井下管路安装，12月完成试抽。 23