国家庄煤矿通防重特大灾害治理和预防方案 （1）.doc

前 言 为认真贯彻落实“安全第一，预防为主”的安全生产方针，国务院、省政府关于加强煤矿安全生产的一系列文件、会议精神和省煤炭工业局“关于组织编制山东省煤矿通防与水害重特大灾害治理与预防方案的通知”要求，搞好矿井“一通三防”工作，进一步查明和摸清矿井存在的通防重特大灾害隐患，有针对性地制定切实可行的安全技术措施，建立矿井重特大事故隐患控制的长效机制，防止矿井“一通三防”重特大事故发生，实现矿井的长治久安，鑫国煤电有限责任公司通防部门与集团公司通风防尘处共同研究编制鑫国煤电有限责任公司通防重特大灾害治理和预防方案。 鑫国煤电有限责任公司（原国家庄煤矿）位于肥城矿区西南端，自1975年投产至今已开采29年。随着开采水平的延深，采空区范围的扩大，“一通三防”治理的任务更加艰巨，必须重视各类通防灾害的预防。为认真贯彻落实国务院、省政府关于加强煤矿安全生产的一系列文件、会议精神，有针对性地制定切实可行的安全技术措施，加大通防资金投入，防止重特大事故的发生。 由于编者水平有限，文中定有许多不当之处，恳请各位专家批评指正。 山东鑫国煤电有限责任公司 通防重特大灾害治理和预防方案 1、矿井基本概况 矿井位于肥城市新城以西25km，处于山东省肥城市湖屯镇行政区内，在肥城煤田最西部。区域地形为四面环山向西南开阔的盆地。肥城煤田处于盆地的北部，地形平坦，由东北向西南缓慢倾斜，本井田位于肥城煤田最西部，地面标高为65.40m～81.42m，发源于北部山区的4条南北向冲沟与井田东南部的小汇河相通。矿井两个水平均采用双翼开拓、水平集中运输大巷、采区石门、分组联合布置采区的开拓方式，采用走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板。矿井开采水平分-70m、-80m、-210m三个水平，矿井服务年限107年，设计能力45万t，核定生产能力60万t，2003年矿井核定通风能力为104万t。矿井通风方式为混合式，三个风井均采用机械通风。2004年3月份矿井总进风量4947m3/min,总排风量5245m3/min,主扇风机型号为南翼风井安装两台4-72-11№20B型离心式风机，配用电机155kW，北翼风井安装两台G4-73-11№.22D型离心式风机，配用电机170kW。南高余风井安装两台BD-11-6-№14型对旋轴流式风机，配用电机245kW。矿井负压1206Pa，等积孔3.0㎡。矿井2003年瓦斯鉴定结果为瓦斯相对涌出量7.053m3/t，绝对涌出量4.934m3/min；二氧化碳相对涌出量19.03m3/t，绝对涌出量13.327m3/min，矿井鉴定为低瓦斯、高二氧化碳矿井。矿井开采煤层为7、8层煤，经鉴定均属有爆炸性煤层，煤尘爆炸指数在37.21～43.20之间，火焰长度在400mm以上。矿井开采的3层煤为容易自燃煤层，已回采结束；现开采7、8层煤，相邻矿井开采7、8层煤已有20多年，从未发生过自燃发火，本矿自投产至今29年来从未发生过自燃发火，今后将开采的9、10层煤为容易自燃煤层。 2、矿井通风系统隐患的治理与预防方法 2.1、矿井通风系统的基本情况 2.1.1、矿井通风方式和方法 矿井通风方式原为两翼对角式，由副井进风，在井田边界分别建有南翼风井和北翼风井，1995年南高余井田划归国家庄井田后，南高余井田由轨道斜井进风，井田边界的南高余风井回风，矿井形成二个进风井，三个回风井的混合式通风方式。根据矿井2004年通风阻力测定资料，南高余风井系统通风阻力1206Pa，自然风压47Pa，占系统3.9；南翼风井系统通风阻力1162Pa，自然风压52Pa，占系统4.5；北翼风井系统通风阻力1604Pa，自然风压26Pa，占系统1.6；自然风压对矿井通风的影响不大，与周围矿井无连通。 2.1.2、矿井通风网络 矿井无不合理的串联通风，采掘工作面实行独立供风。矿井南高余采区与南翼采区相连通的跨洗大巷、帷幕下山为角联风路，风流由南高余轨道斜井进风，由南翼风井回风。跨洗大巷通过风量238m3/min，风压29Pa，占整个风路的2.5；帷幕下山通过风量230m3/min，风压99Pa，占整个风路的8.5，角联风路对矿井通风系统影响不大。各个风井相对独立，公共风路占整个矿井风路的9.2，矿井通风系统合理、稳定、可靠。 2.1.3、矿井通风系统阻力 据2004年矿井通风阻力测定资料，矿井通风阻力分布如表2.1 表2.1 矿井通风阻力分布表 通风系统 名称 通风阻力Pa 占总阻力的百分比（） 长度（m） 占 南高余风井 进风段 127 11.1 2576 55 采区段 73 6.3 1380 29 回风段 956 82.7 766 16 小计 1156 100 4722 100 南翼风井 进风段 52 4.7 8080 72 采区段 84 7.6 1060 9.5 回风段 976 87.7 2018 18.5 小计 1112 100 11158 100 北翼风井 进风段 52 3.2 990 32 采区段 836 51.1 1540 51 回风段 747 45.7 517 17 小计 1635 100 3047 100 全矿井 进风段 231 5.9 11646 62 采区段 993 25.4 3980 21 回风段 2679 68.7 3301 17 合计 3903 100 18927 100 根据矿井采场接续计划，南高余采区开采10层煤时矿井通风最长网路达14000m，南高余风井排风量达2200m3/min，经测算通风阻力为1500Pa，为矿井最困难时期。 矿井主要进风巷道断面合理，维护良好，基本保持设计断面，无风速超限现象；回风巷道相对较差，局部区段由于巷道失修，造成通风断面减少，通风阻力增大。通过补掘南高余8层回风巷、扩修南翼主回风巷道，增加通风断面，达到降低阻力的目的，南高余通风阻力由1500Pa降到1320Pa，南翼负压由1530Pa降为981Pa。 2.1.4、矿井风量 依据肥城矿业集团矿井风量计算细则进行风量计算。 2.1.4.1、矿井需要风量按采煤、掘进、硐室及其它实际需要风量的总和计算 Q矿进（ΣQ采ΣQ掘ΣQ硐ΣQ其它）K矿通 式（2.1） 式中Q矿进全矿井实际需要总进风量，m3/min； ΣQ采全矿井采煤工作面实际需要总风量，m3/min； ΣQ掘全矿井掘进工作面实际需要总风量，m3/min； ΣQ硐全矿井硐室需要总风量，m3/min； ΣQ其它全矿井其它井巷需要总风量，m3/min； K矿通矿井风量备用系数。包括漏风系数、配风不均衡系数，一般可取 K矿通1.2～1.3。 2.1.4.2、采煤实际需要风量按矿井各采煤工作面实际需要风量的总和计算，采煤工作面需要风量 Q采60V采S效K长 式（2.2） 式中Q采采煤工作面需要风量，m3/min； V采采煤工作面平均控顶距下的平均风速，m/s; S效采煤工作面平均控顶距下的通风断面，㎡； K长采煤工作面长度系数（查表）。 采煤工作面需要风量计算后，要按瓦斯绝对涌出量、二氧化碳绝对涌出量、风速和最多工作人数进行验算。 2.1.4.3、掘进工作面需要风量 ΣQ掘Q掘全1Q掘全2Q掘全i 式（2.3） 式中ΣQ掘全矿井掘进工作面需要风量，m3/min； Q掘全1、Q掘全2、Q掘全I每个独立通风的掘进工作面需要的风量，m3/min。 独立通风的掘进工作面风量计算，以巷道断面和煤矿安全规程规定的最低风速确定掘进工作面最低风量，按巷道设计最大供风距离和风筒百米漏风率反算风机吸风量；以风机吸风量来选定风机型号，从而确定风机的最大工作风量；以风机的最大工作风量，加上风机安装位置巷道最低风速的风量，确定整个掘进工作面的全风压供给的风量，并按掘进工作面温度和炸药量、瓦斯、二氧化碳绝对涌出量、同时工作最多人数进行验算。 2.1.4.4、矿井硐室需要风量为各个硐室需要风量之和，其中机电硐室需要风量查表选取，小型硐室配风4060m3/min，中型硐室配风70100m3/min，大型硐室配风100200m3/min；炸药库风量按每小时4次换气计算。 2.1.4.5、其它供风地点按巷道类别、巷道断面和最低风速进行计算。 矿井风量的进风比为101.6。 矿井总风量的调节方法为矿井主扇通过更换电机、更换主扇、调整叶片角度、升降垂直门、扩修或补掘总回风巷及安装变频等方法。北翼风井主扇电机85年由75kW更换为200kW，增加风量1200m3/min；1999年更换为170kW，减少风量1150m3/min，同时扩修北翼回风暗斜井106m，降低负压580Pa；2003年安装了变频装置，通过变频调节，年可节电10万元。南翼风井于93年新安2台4-72-11№20B主扇，增加风量1214m3/min；94年南风井井筒延伸70m，减少通风流程360m，负压损失减少137Pa；2002年安装变频装置，年可节电10万元。南高余风井根据采场安排于99年停止风机运转，改为进风井，年可节省通风电费19.8万元；随着采场逐渐向高余采区转移，2003年恢复南高余主扇运转，新安2台轴流式BD-11-6-№14型风机，新掘8层主回风巷，扩修帷幕下山回风巷，增加风量500m3/min，降低负压480Pa。 矿井局部风量的调节采取增阻式和降阻式相结合，通过增减通风设施等方法进行。3300采区通过施工风门，设挡风墙等减少风量480m3/min，7700采区通过扩修回风巷，增加风量500m3/min，根据采场变化及时构筑通风设施，进行局部通风系统调整，满足生产需要。 矿井内部漏风率为8.9。矿井有效风量率为85.9。 2.1.5、矿井通风设施 矿井通风设施主要有风门、风桥、测风站、挡风墙、密闭等，其中风门65组，风桥3处，挡风墙4道，密闭58道，盲巷封闭65道。通风设施的安装位置合理，主要进回风巷之间设不少于二道闭锁风门，并有不少于二道反向风门，通车风门实现自动化，倾斜巷道内不设风门。自动化风门有二种撞杆式自动风门和架线电机车自动风门，使用效果良好。 图2.5 架线电机车自动风门示意图 图2.6 撞杆式自动风门平面示意图 2.1.6、掘进通风 矿井掘进工作面采取局部通风机压入式供风方式，通风距离在400m以内，局扇型号为FB05/25.5kW、JBT11kW、JBT8kW、JBT28kW等，使用400mm、500mm阻燃风筒，局扇吸风量140～320m3/min，掘进工作面有效风量71m3/min以上。局扇实行挂牌管理，定期维修，每班明确一名兼职司机，负责局扇的开停，杜绝无计划停风。局扇安装风电闭锁和接地保护装置，同时安装使用瓦斯断电仪。 2.1.7、矿井主要通风机及其辅助装置 南翼风井安装两台4-72-11№20B型离心式风机，1995年更换后已服务9年，配用电机155kW，额定排风量3279m3/min，额定负压1908Pa，风井实际排风量1926m3/min，负压981Pa，效率77，风机性能鉴定工况点风量为2056m3/min，风压为1160Pa，目前运行压力低于额定压力，运行在特性曲线平稳段，风机性能稳定，运行经济合理。 北翼风井安装两台G4-73-11№22D型离心式风机，82年更换后已服务22年，配用电机170kW，额定排风量2950m3/min，额定负压3969Pa，风机实际排风量1223m3/min，负压1226Pa，效率38，风机性能鉴定工况点风量为1793m3/min，风压为1573Pa，目前运行压力低于额定压力，运行在特性曲线平稳段，风机性能稳定。 南高余风井安装两台BD-11-6-№14型对旋轴流式风机，2003年安装使用，风机服务2年，配用电机245kW，额定排风量2880m3/min，额定负压1950Pa，风机实际排风量1468m3/min，负压1340Pa，效率64，风机性能鉴定工况点风量为2187m3/min，风压为1150Pa，目前运行压力与额定压力相匹配，运行在特性曲线平稳段，风机性能稳定，运行经济合理。 多风井联合运转合理，风量稳定。矿井南翼风井、北翼风井利用反风道进行反风，南高余风井为轴流式风机，利用风机反转进行反风。南翼正向进风量2195m3/min，反风量1558m3/min，反风率70.98；北翼正向进风量1530m3/min，反风量1137m3/min，反风率74.31；南高余正向进风量1545m3/min，反风量1264m3/min，反风率81.81；矿井正向进风量5270m3/min，反风量3959m3/min，反风率75.12。矿井外部漏风率南高余风井1.6；南翼风井3.4；北翼风井3.6，通过对风井垂直门、水平门四周封堵，达到减少矿井外部漏风的目的。南翼风机、北翼风机最近5年没有进行更换，南高余风机于2003年五月安装使用。 井现为二个进风井，三个回风井的混合式通风方式，三个回风井全部采用抽出式通风，三个回风井系统相对独立。 12.2、矿井通风系统存在的隐患及分析 矿、矿井通风网路简单，但存在二条角联风路，一条为南高余采区与-70m南翼连通的跨洗大巷，另一条为南高余采区与-210m南翼连通的帷幕下山巷道。跨洗大巷为进风巷，风量受南高余风井、南翼风井负荷的影响，但对矿井通风系统影响不大；帷幕下山为回风巷道，主要为南高余7采区服务，受南高余、南翼风井排风量影响较大。 2、矿井淹井恢复生产后，根据矿井近期采场安排，南翼、南高余采区供需风量情况如表2.2。 表2.2 南翼、南高余采区供需风量情况 采掘头面数 需要风量m3/min 主扇排风量m3/min 差额m3/min 南翼采区 1个面、2个头 1130 1926 796 南高余采区 2个面、7个头 2022 1468 554 由于矿井集中在南高余生产，造成南高余风量紧张，南、北翼风量过剩。 3、2004年矿井通风阻力测定为南高余风井系统1206Pa，南翼风井系统1162Pa，北翼风井1605Pa；多风井联合运转，由于北翼-210m回风系统被淹后没有恢复，造成通风阻力大；北翼-70m水平无采掘作业地点，南翼采掘作业地点减少，导致通风不经济。 4、根据矿井采场接续计划，今后-70m北翼将进行复采和回收煤柱，届时通风网路加长，给通风瓦斯管理带来难度。 5、掘进通风主要受无计划停风影响，易造成瓦斯积聚。 2.3、矿井通风系统隐患的治理与预防方案 1、跨洗大巷角联风路为进风巷道，南高余风井、南翼风井调整负荷时，加强风量测定，确保风量满足需要；帷幕下山角联风路为南高余7700采区服务，今后开拓8700、9700采区回风也将通过帷幕下山，采区设计时，可考虑将8700、9700采区回风巷通过构筑设施与南高余回风巷隔开，将回风全部通过帷幕下山引入南翼风井，解决角联风路问题。 2、矿井淹井恢复生产后，由于大部分采场受水威胁，采场逐渐转移到南高余采区，为解决南高余采区集中生产，风量紧张，于2003年5月份恢复南高余主扇运转，新安2台轴流式BD-11-6-№14型风机，风量970m3/min，负压高达1800 Pa。通过对南高余风井井筒淋水进行治理，并对南高余总回风巷进行扩修，新掘8层主回风巷380m，增加通风断面，南高余风机增加风量500 m3/min，降低负压480 Pa，；为解决南高余采区、南翼采区风量分配不均衡的矛盾，分析研究调整南高余、南翼采区通风系统，将南高余7采区下山部分回风经帷幕下山引入南翼风井，但是帷幕下山巷道部分失修，通风阻力大，需扩修巷道460m。通过扩修帷幕下山巷道，调整南翼风井负荷，已解决了南高余7采区回风问题，缓解了南高余采区风量紧状况。 3、矿井多风井联合运转，针对矿井南翼、北翼风量过剩，大马拉小车的矛盾，对南翼、北翼风井主扇安装变频装置，根据现场需要风量进行变频调速，实现主扇风机经济运转，此项工作已完成。为解决-210m南翼5采区回风巷水淹变形严重、断面小、通风阻力大的矛盾，需对5采区通风系统进行优化，设计沿8层煤新掘5采区回风巷350m，回收原7500回风巷煤柱，以减化通风网路，缩短通风流程，增加效益。 4、矿井今后-70m北翼将进行复采和回收煤柱，通风流程加长，通风阻力增大，设计时要考虑新掘回风巷，形成通风系统，并根据现场风量需要，及时进行北翼主扇变频，调整主扇负荷。 5、针对掘进巷道存在无计划停风现象，今后矿井安装安全监控系统，对局扇开停进行监控，对工作面瓦斯进行监控，确保掘进通风安全。 6、针对矿井通风系统遭到破坏或主扇停止运转，矿上每年制定应急救援预案，并成立兼职救援组织，定期进行救灾演习，保持通讯畅通。集团公司救护队经常下井熟悉现场，发生事故及时进行求援等。 3、矿井瓦斯隐患的治理与预防方法 3.1、矿井瓦斯的基本情况 3.1.1、煤田瓦斯地质情况 矿井2003年瓦斯鉴定结果为瓦斯相对涌出量7.053m3/t，二氧化碳相对涌出量13.327m3/t，为低瓦斯、高二氧化碳矿井。井田内地质构造发育、水文条件复杂，有煤层冲刷和岩浆侵入（岩墙）现象，井田内有落差10m以上断层9条，还有两处向斜、三处背斜，背斜构造对瓦斯的富集起了较大的作用。井田内煤种为气煤和气肥煤，属中等变质程度煤种，煤层中的瓦斯含量理论上应该是比较高的，但据历年瓦斯鉴定结果和日常监测情况发现，瓦斯含量并不高，分析原因主要是由于井田内纵横交错的断层切割以及地下水径流活动的影响，造成煤层中瓦斯早期运移与排放。我矿井田范围内大断层多为正断层，在形成初期由于与地表连通，成煤过程中伴生的有压力的瓦斯，受到断层的卸压作用，通过煤层的裂隙、孔隙向断层处运移，并通过断层排放到大气中去。但随着时间的推移，断层应力逐渐趋于稳定，断层处受上复岩层的应力作用，在断层两侧形成应力集中带，应力相对增高，透气性逐渐减弱，同时断层充填物受地下水及上复岩层的应力作用，形成断层泥等充填带，透气性也逐渐减弱，使向断层处运移的瓦斯在断层附近保存下来，形成了断层两侧的瓦斯富集带。而我矿井田范围内正断层大多属封闭性正断层，不能对瓦斯进行很好的释通、排放。落差较大的断层附近的附生构造如小断层、褶曲、裂隙等，因受断层形成时的应力破坏而形成，自身比较破碎，微孔隙、节理、裂隙发育，透气性增强，为瓦斯提供了赖以赋存的空间。由于这些小构造连通性差，当瓦斯向大断层附近运移时，部分瓦斯便在此保留下来，形成了附生构造复杂区域的瓦斯富集。聚集在断层带附近的瓦斯，通过断层附生裂隙或者受断层附近掘进迎头放炮震动影响等原因，进行释放，造成瓦斯异常涌出。近几年来瓦斯涌出以采空区所占比例最高，约占45，准备区占31，生产区占23。采空区瓦斯涌出比例比较高的原因，分析认为矿井开采已20多年，采空区面积逐渐增大，通风流程不断加长，通风压力增高，采空区进回风压差变大，加之受动压影响，将封闭采空区的密闭墙压裂、压坏，以及新建密闭质量差等原因，造成密闭墙漏风，导致瓦斯大量外泄。 表3.1 近10年来矿井瓦斯鉴定结果及三区瓦斯含量表 年度 CH4（m3/t） CO2（m3/t） 生产区 准备区 已采区 CH4 CO2 CH4 CO2 CH4 CO2 1994 6.74 27.09 30 30 43 40 27 30 1995 8.76 22.87 12 14 17 16 71 70 1996 4.66 17.6 15 15 21 21 64 64 1997 4.48 14.02 32 32 36 36 32 32 1998 3.96 11.08 27 27 38 38 35 35 1999 2.64 7.35 18 18 14 14 68 68 2000 1.63 5.23 15.2 15.2 8.8 8.8 76 76 2001 3.06 9.62 19 7 40 23 41 70 2002 5.483 11.863 23 9 10 21 67 80 2003 7.053 19.03 18 3 19 14 63 83 平均 4.85 14.58 21 17 25 23 54 60 3.1.2、近10年来矿井瓦斯事故、监测与管理方面的突出经验与教训 2000年12月29日，瓦斯检查员发现5301运中迎头炮眼内有声响，经检测3个炮眼内瓦斯浓度均达到10以上，回风流中瓦斯浓度0.08，二氧化碳浓度0.2；12月30日中班瓦斯检查员又发现7301上风道外头迎头炮眼内瓦斯浓度高，经检测有5个炮眼内瓦斯浓度达到10以上，回风流中瓦斯浓度0.06，二氧化碳浓度0.1。经对图纸资料及现场分析认为，5301、7301分别是该采区第一个五层、七层工作面，现正处于掘进准备时期，5301运中掘进迎头前方距GF21断层10m左右；7301上风道掘进迎头距GF21断层50m左右。经对GF21断层资料进行分析，GF21断层为一正断层，落差0-16m。该正断层属封闭性正断层，不能对瓦斯进行很好的释通、排放，聚集在断层带附近的瓦斯，通过断层附生裂隙或者受断层附近掘进迎头放炮震动影响等原因，进行释放。由于释放量较小，在正常通风情况下能及时进行稀释、排放，但在施工炮眼且处于煤层裂隙时，炮眼内能听到“嘶嘶”的声响，造成炮眼内瓦斯浓度高。所以，GF21断层是造成两个掘进迎头炮眼内瓦斯异常涌出的主要原因。为保证掘进施工安全，防止发生瓦斯事故，研究采取了一系列综合防治措施。 一是加强通风设施管理，确保系统合理稳定。坚持旬测风制度，保证局扇有足够的吸风量，防止吸循环风。 二是迎头供风安装双局扇、双电源，且能实现自动切换、自动分风，确保掘进迎头不间断供风和有足够的新鲜风量冲淡有害气体。 三是派专职瓦斯检查员盯现场，特别注意检测放炮前后瓦斯情况。同时加强“一炮三检”制度的落实，迎头配备两台便携式甲烷检测报警仪，一台常开，一台备用，实现对迎头瓦斯浓度连续检测。放炮前如发现炮眼内瓦斯异常（有声响、冒泡等），立即将该炮眼用黄泥封满填实，不得放炮使用。 四是放炮前所有炮眼装药后剩余部分用水炮泥和黄泥封满填实，经专职瓦斯检查员允许后，方可放炮。 五是强化综合防尘管理，坚持各项防尘制度，坚持湿式打眼、放炮前后冲刷巷道周帮、使用好喷雾设施等。 落实以上各项防治措施后，7301上风道、5301运中同时恢复正常施工。加强了对放炮员的正规操作、放炮管理教育，重点抓住掘进迎头供风、炮眼充填、便携仪使用、综合防尘等关键环节，增强瓦斯检查员的责任心，加强对炮眼内、回风流中的瓦斯浓度检测，5301运中、7301上风道分别于2001年元月4日和元月14日安全过GF21断层，实现了掘进安全。 3.1.3、近3年来各主要工作地点瓦斯事故隐患及重要排查措施 矿井近3年主要开采7、8层煤，对7层煤掘进过断层时，对照上组煤及断层周围情况进行排查分析，对预计可能发生瓦斯异常涌出的断层，提前打钻探放瓦斯，同时加强过断层时的瓦斯检测和各项防治制度的落实。随着矿井逐渐进入衰老期及部分采场受水威胁，回收煤柱地点较多，经常揭露采空区，易造成瓦斯异常涌出。矿每月对7层煤过断层和回收煤柱工作地点重点进行排查，技术、通防等部门每天进行排查，对预计过断层可能发生瓦斯异常涌出和需要揭露采空区地点，提前打钻探放瓦斯。 3.1.4、矿井安全监测系统的设备型号数量使用效果等 矿井安装使用KJ95型煤矿综合监控系统，配套使用KGJ16型甲烷传感器，设备已经进货，现正在安装过程中，预计6月底可安装完成。 3.1.5、矿井瓦斯仪器仪表的配备及使用情况 矿井按规定配备光学瓦斯鉴定器、便携式甲烷检测报警仪、测氧仪、一氧化碳检测仪、过滤式自救器、部分气体监测管等。所有下井人员一律配戴自救器，瓦斯检查员下井携带光学甲烷鉴定器，矿长、矿技术负责人、采掘区队长、班长、工程技术人员、流动电钳工等下井时，携带便携式甲烷检测报警仪。 表3.2 矿井仪器、仪表情况表 名 称 型 号 数 量（台） 光学瓦斯鉴定器 GA-1 CJG-10 40 便携式甲烷检测报警仪 JCB-2 JCB-CJ 230 测氧仪 MCYOJO2 10 一氧化碳检测仪 M-CO 1 自救器 过滤式 950 3.2、矿井瓦斯隐患及分析 1、矿井为低瓦斯矿井，但是5、7层煤掘进遇断层时发生过瓦斯异常涌出。矿井今后主要开采7、8、9、10层煤，对7层煤掘进过断层时，聚集在断层带附近的瓦斯，通过断层附生裂隙或者受断层附近掘进迎头放炮震动影响等原因，进行释放。由于释放量较小，在正常通风情况下能及时进行稀释、排放，但在施工炮眼且处于煤层裂隙时，炮眼内能听到“嘶嘶”的声响，造成炮眼内瓦斯浓度高，对预计可能发生瓦斯异常涌出的断层，重点加强管理。 2、根据肥成矿区有害气体赋存特点，井下瓦斯涌出量较小，但是长期封闭的盲巷存在着高氮低氧现象，启封盲巷或密闭时容易因为缺氧造成事故。 3、矿井淹井后，有害气体被封堵，随着矿井排水恢复积水区域，在水淹巷道排水、扩修、回撤过程中，被水封堵的有害气体易突然涌出。 4、逐渐矿井进入衰老期及部分采场受水威胁，回收煤柱揭露老空区时也易造成瓦斯涌出，但在保持正常通风的情况下，造成瓦斯积聚的可能性很小。 3.3、矿井瓦斯隐患的治理与预防方案 1、因矿井瓦斯异常涌出发生在5、7层煤，5、7层煤掘进靠近断层或局部构造复杂区域时，结合上组煤及周围地质情况进行分析，对预计可能发生瓦斯异常涌出的，地质人员提供预想剖面图，并提前打钻探放断层瓦斯，通防部门负责强化瓦斯检测，并加强局部通风管理，采用双局扇、双电源不间断供风，并加强“一炮三检”制度的落实，炮眼封泥要符合规定，落实综合防尘措施。 2、加强盲巷管理和瓦斯排放工作，长期封闭的盲巷按永久密闭管理，用不燃性材料进行封闭。启封密闭、恢复盲巷等必须制定安全措施，由矿山救护队进行。建立盲巷、密闭管理台帐，定期进行检查，发现瓦斯超限及时进行处理。 3、恢复水淹巷道时，加强通风瓦斯管理。随着巷道排水、扩修进度，经常分析排查巷道前方区域瓦斯积聚情况，对可能出现瓦斯突然涌出，采取加大供风量冲淡瓦斯、加强瓦斯检测、由矿山救护队进行排放瓦斯等措施。 4、回收煤柱需要揭露采空区时，要提前打钻探放瓦斯；回收煤柱过程中，加强局部通风管理，采用双局扇、双电源不间断供风，加强瓦斯检测和“一炮三检”制度的落实，落实各项综合防尘措施。 5、为提高矿井抗灾能力，防止通风瓦斯事故的发生，安装使用好矿井安全监控系统，配齐人员，加强维修和标校，使之发挥作用，实现对采掘作业地点及主要回风巷瓦斯浓度连续监测，对部分局扇、设备开停进行监控，确保矿井安全生产。 4、矿井煤尘隐患的治理与预防方法 4.1、矿井煤尘的基本情况 4.1.1、煤层煤尘的爆炸特性，采取的防爆隔爆技术与措施 4.1.1.1、煤层煤尘的爆炸特性 1、2、3、4层煤尘爆炸煤样，1981年经抚顺煤研所鉴定确认，均有爆炸危险；3、5、7、8层，1999年经新汶矿业集团安全计量仪表检验站鉴定确认，均属于有爆炸危险性的煤层，煤层爆炸指数在37.21～43.20之间；9、10层煤尚未开采，据矿井地质报告资料，煤尘有爆炸危险性，详见表4.1和表4.2。 表4.1 煤尘爆炸性试验情况表 煤层 地质报告资料 生产取样化验（抚顺煤研所） 岩粉量 结论 取样 地点 爆炸性指数 结论 1 60 爆炸危险 1303面 39.19 爆炸危险 2 2601面 39.13 爆炸危险 3Ⅰ 65～75 爆炸危险 3Ⅰ303面 32.95～38.09 爆炸危险 3Ⅱ 3Ⅱ403面 40.60～43.0 爆炸危险 4 4301面 40.8～48.14 爆炸危险 5 6 7 爆炸危险 8 爆炸危险 9 爆炸危险 10Ⅰ 爆炸危险 10Ⅱ 爆炸危险 表4.2 1999年新汶矿业集团化验情况表 鉴定煤样号 取样地点 火焰长度mm 岩粉用量 结论 31 5502上风道 400 80 有爆炸性 32 3500运中巷 400 80 33 3Ⅱ303进风巷 100 80 34 8700石门 400 80 35 7101上风道 400 80 4.1.1.2、防爆技术措施 严格执行井口检身制度，禁止携带烟草和点火工具下井，井下禁止吸烟，禁止在井下拆卸矿灯。井下爆破必须使用煤矿安全炸药、半煤岩或全煤掘进头必须使用瞬发和毫秒雷管。不准放糊炮。爆破要使用放炮器，不准明电放炮。在煤层中爆破时，必须采用正向装药。井下使用的机械和电气设备及供电网络，都必须符合规程要求。杜绝失爆，消灭鸡爪子、羊尾巴和明接头。简化矿井通风系统，实行分区通风，废弃巷道及时封闭，风速符合规程规定。只准在井下规定的地点电气焊，并必须编制安全措施。其它巷道，严禁电气焊。 4.1.1.3、隔爆技术措施 主要采用隔爆棚。隔爆棚的安设地点、水量，安装质量必须符合要求。 矿井两翼与井筒相连的主要运输大巷和回风大巷、相邻采区之间的集中运输巷道和回风巷道、相邻煤层之间的运输石门和回风石门，安设主要隔爆棚。 采煤工作面进风、回风巷道、采区内的煤层掘进巷道、采用独立通风、并有煤尘爆炸危险的其他巷道、与煤仓相通的巷道，安设辅助隔爆棚。 水棚的水量水棚组的用水量按巷道断面计算，主要水棚不低于400L/m2，辅助水棚不低于200L/m2。 水棚的排间距为1.23.0m，主要水棚的棚区长度不小于30m，辅助水棚的棚区长度不小于20m。水棚距顶梁、两帮的间隙不小于100mm。水棚距巷道轨面向上不小于1.8m。 4.1.2、矿井粉尘检测与除尘的技术措施、方法和效果 4.1.2.1矿井粉尘监测 配备专职测尘人员，建有专门的粉尘化验室，并配备足够的测尘仪器仪表，每半月对井下所有测尘点测定一次，测尘时要同时测定全尘和呼吸性粉尘浓度。建立测尘半月报制，报送矿长、总工程师及技术科；建立测尘月、季汇报制，报送集团公司通防处，各种报表齐全、数据准确。每季采取粉尘试样送山东煤矿粉尘监测中心，测定粉尘分散度，化验资料要保存完整。每半年对作业场所粉尘的游离二氧化硅分析一次，按规定采集试样，送山东煤矿粉尘监测中心分析，分析资料要保存完好。测尘仪表由测尘员每天检查维修，每月一小修，每半年送山东煤矿监测中心鉴定，并贴有计量合格证，同时要有仪表维修记录。 4.1.2.2、矿井防尘措施 健全完善防尘洒水系统，皮带机巷每隔50m，其它巷道每隔100m设置一个三通阀门。实行净化通风，主要进风大巷和进风井、采区进回风巷都要安装净化水幕。压入式通风的掘进工作面使用风流净化器、锚喷掘进巷道要使用锚喷除尘和除尘风机。井下所有运煤转载点，都必须有完善的喷雾装置。坚持煤层注水。所有符合注水条件的采煤工作面必须做到逢采必注，不注不采。注水要使用降水剂或磁化器，不适应注水的采面，要报集团公司批准。采掘工作面爆破必须使用水炮泥。掘进工作面50m范围内安装喷雾帘，坚持使用爆破自动喷雾装置。坚持湿式打眼，做到湿式扒装，边扒装边洒水。采煤机司机、爆破工和移架工必须佩戴防尘口罩。采掘工作面必须按照规程和防尘规范设置净化水幕。高档普采机组坚持使用内外喷雾装置。水压符合要求，做到无水不开机，无水不开溜子。机组喷雾必须使用降尘剂。井下煤仓和溜煤眼必须保持一定的煤量，不得放空。溜煤眼不得兼做风眼用。坚持测尘和定期清扫煤尘制度，定期冲刷。主要进、回风巷每旬冲刷一次，采区内巷道按制度定时清扫，并有记录可查。加强粉尘检查和监测，发现煤尘堆积或措施没兑现，要进行严格考核。 4.1.3、矿井测尘仪器数量、型号和使用情况 截止2004年3月底，共有测尘仪6台，AKFC-92A型4台，CCZ-1000型2台。 测尘仪的使用情况2004年3月以前，一直使用AKFC型测尘仪，采用质量法测定矿尘浓度。2004年3月新购进了CCZ-1000型直读式测量仪，此仪器能准确快速反映现场矿尘浓度。 4.1.4、矿井防尘系统、煤层注水等情况 矿井防尘用水采用地面静压供水与钻孔供水相结合的方式。地面工业广场建有防尘水池，水池容量400m3，南高余风井防尘水池，水池容量200m3，水池与供水管道连通，设有阀门。钻孔供水量60m3/h。清水经防尘管路送至井下矿井总进、总回风道，采区进、回风道各采掘作业地点及各扬尘地点，每隔100m设一处阀门。全矿井下最大生产用水量为75m3/h，供水管路供水能力为150m3/h，供水压力为2Mpa左右。防尘系统能满足生产需要。 煤层注水方式为超前钻孔注水。采用单向长钻孔注水，钻孔沿煤层倾斜方向，平行工作面布置。钻孔间距20m，钻孔长度为工作面长度的2/3。注水系统为静压注水系统，注水压力25kg/cm2，采用水泥封孔，封孔长度为48m。 4.1.5、防尘工作取得的经验教训 工作中,我们严格按照煤矿安全规程及上级下发的一系列文件规定执行，自建矿以来从未发生煤尘爆炸事故，通过长期的工作，我们认为做好防尘工作，应抓好以下几点编制切实可行的防尘规划，做到年有规划、月有计划、日有安排；明确责任制，做到井下防尘范围有人管理、有人负责；要有严格的，切实可行的检查制度和奖惩制度；积极开展防尘教育，使每个人都懂得防尘工作的重要性。 4.1.6、近3年来矿井煤尘爆炸事故隐患及其重要排查措施 近3年来矿井煤尘爆炸事故隐患主要有残采工作面，回采工作面带采帮煤，防尘制度不落实、煤尘堆积地点，设有风门的运输机巷，煤仓口等。对以上地点按规定定期进行粉尘检查测定，定期清扫煤尘，冲刷巷道，加强通风系统管理，风速符合规程规定。 4.2、矿井煤尘隐患及分析 矿井煤尘爆炸事故分为两类，一类是单一煤尘爆炸事故，另一类是瓦斯爆炸引起的煤尘爆炸事故。矿井易发生煤尘爆炸事故的隐患地点及煤尘防治的重点区域为残采工作面、回采工作面带采帮煤、采区皮带机巷（回风巷）、设有风门的运输机巷，煤仓口等。矿井今后开采的9层煤本身具有爆炸性，是煤尘防治的重点。对回风巷道风速较小，易造成煤尘堆积，遇高温火源可能发生爆炸。 4.3、矿井煤尘隐患的治理与预防方案 4.3.1、残采面、回采工作面带采帮煤的煤尘治理与预防方案 4.3.1.1实现双电源、双局扇，自动切换、自动分风，确保风量满足现场要求，进行通风排尘，防止煤尘滞留导致煤尘浓度超限。 4.3.1.2、落实湿式打眼，放炮使用水炮泥等综合防尘措施。 4.3.1.3、坚持放炮前后冲刷巷道周帮，装煤时洒水降尘。 4.3.1.4、及时清理巷道浮煤，定期洒水降尘。 4.3.1.5、各运煤转载点、皮带机道、煤仓放煤口等扬尘地点严格按照规程规定装备降尘设施，并做到灵敏可靠，使用正常。 4.3.1.6、加强机电设备管理，杜绝失爆。 4.3.1.7、按规定设置隔爆设施。 4.3.2、采区皮带机巷（回风巷）煤尘治理措施与预防方案 4.3.2.1、采煤