吉克煤矿2012-2016年瓦斯治理与利用整体规划方案规划(集团发).docx

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1、云南新吉克矿业有限公司瓦斯治理与利用整体规划方案（2012年2016年）依据公司要求，结合矿井近五年生产布局实际，现制定20122016年五年瓦斯治理与利用整体规划方案。具体规划方案如下：第一部分：基本状况一、矿井概况：（一）矿井基本状况：新吉克矿井位于云南省曲靖市富源县城东南，距富源县城直线距离约28.5km处。行政区划属富源县墨红镇管辖。矿井范围南北长约3.08km,东西宽约2.14km,面积658km2矿井开拓方式采纳斜井开拓，主斜井采纳大倾角胶带输送机提升原煤，同时用于进风。副斜井装备JK2.5x220型单筒绞车，用于进风，回风斜井是矿井的专用回风井。矿井可采煤层M7、M9、MlkMI

2、5、MI6、M21、M22七个煤层，M7、M9和Mll煤层为一组，MI5、MI6、M21和M22煤层为一组，各组内进行联合布置开采。（二）2011年支配产量以及20122016年的预料产量：依据生产接续支配，2012年预料产量为10.1万吨，2013年预料产量为3L4万吨，2014年预料产量为46.2万吨，2015年预料产量为50.2万吨,2016年预料产量为70.2万吨。（三）矿井采掘工艺：1 .采煤工艺：依据矿井煤层赋存状况，设计采纳倾斜长壁式采煤法开采，工作面采纳综采回采工艺。设计工作面采纳双滚筒采煤机割煤，割煤方式为双向割煤，采煤机的进刀方式采纳不留三角煤端部斜切进刀。采煤工作面采纳刮

3、板输送机运输，采煤机骑溜滑行，采煤机滚筒装煤，液压推溜器推移刮板输送机。采煤工作面运用掩护式液压支架支护顶板，全部陷落法管理顶板。2 .掘进工艺：掘进过程中采纳浅进多循环方式掘进，每次掘进长度为L2m,采纳风钻打眼，人工爆破落岩（煤），全岩巷道扒装机扒奸石矿车运输,半煤岩巷道人工、扒装溜子协作皮带运输。支护形式：开拓、打算巷道采纳锚、网、锁、喷浆支护；回采巷道采纳锚、网、锁支护。（四）五年生产接续支配：一、2012年至2016年掘进接替支配支配如下表：2012年度掘进接替计划安排序号施工单位单位工程名称巷道设计长度巷道断面剩余长度岩性类别全年备注(m)(m2)（米）合计1128开拓264打算2

4、00回采6641掘进队东翼协助回风巷（外段）50617.6274岩开拓164回风立井回风道18()2645岩开拓02综掘队11102运输顺槽66010.8246半煤回采24611102工作面切眼11013.0110半煤回采11011102回风顺槽4909.5308半煤回采3083综采队1901瓦斯顶抽巷6908.9690岩打算01901回风顺槽90012.0900全煤回采04开拓队11102面瓦斯抽放巷4908.9200岩打算2001901运输顺槽85012.0850全煤回采05承包队回风立井25026.0250岩开拓1002O13年度掘进接替计划安排序号施工单位单位工程名称巷道设计长度巷道断

5、面剩余长度岩性类别全年备注(m)(2)（米）合计6490开拓2010打算480回采38601掘进队东翼协助回风巷（外段）50617.6110Uj石开拓110回风立井问风道1802645Uj石开拓45东翼协助回风巷（里段）30017.6300岩开拓300二采区外水仓14512.0145岩开拓1052开拓一队东翼运输大巷57012.1570岩开拓570东翼轨道大巷47012.6470岩开拓1503开拓二队东翼回风大巷48014.0480Uj石开拓480联络巷10012.0100lXj石开拓10011103面瓦斯抽放巷8708.9870岩打算1004掘进二队11102协助回风3209.5320半煤回

6、采32021103瓦斯抽放巷10008.91000岩打算3805掘进三队1901回风巷90012.0900全煤回采9001901切眼11013.0110全煤回采6021103运输巷100010.81000半煤回采3001901工作面9月份贯穿6综掘队1901运输顺槽85012.0850全煤回采8501901切眼11013.0110全煤回采5011103回风巷8709.5870半煤回采3407综掘二队11103运输顺槽107010.81070半煤回采107011103切眼12013.0120半煤回采1208承包队回风立井25026.0100岩开拓1502014年度掘进接替计划安排序号施工单位单位

7、工程名称巷道设计长度巷道断面剩余长度岩性类别全年备注(In)(m2)（米）合计6990开拓1490打算1490回采40101掘进一队二采区外水仓14512.030岩开拓30西翼轨道大巷60012.0600114岩开拓6002开拓一队东翼轨道大巷47012.6320U-J石开拓320西翼运输大巷60012.0600岩开拓4003开拓二队11103面瓦斯抽放巷8708.9770岩打算770西翼回风大巷45012.0450岩开拓1404掘进二队21103瓦斯抽放巷10008.9620岩打算6001902瓦斯抽放巷9008.9900岩打算1205掘进三队21103运输巷100010.8700半煤回采7

8、0021103切眼12013.0120半煤回采12021103工作面10月份贯穿1902运输顺槽11008.91100岩回采4406综掘一队11103回风巷8709.5530半煤回采53003面5月份贯穿11104运输巷107010.81070半煤回采6907综掘二队21103回风巷10009.51000半煤回采10001902切眼18012.0180全煤回采1801902回风顺槽1050121050全煤回采3502O15年度掘进接替计划安排序号施工单位单位工程名称巷道设计长度巷道断面剩余长度岩性.类别全年备注(m)(m2)（米）合计6770开拓2160打算2140回采29501开队西翼轨回联

9、巷5012.050岩开拓50南翼运输大巷110012.01100岩开拓500西翼运输大巷60012.0200U-J石开拓2002开二队南翼轨道大巷HOO12.01100岩开拓500南翼回风大巷120012.01200岩开拓600西翼回风大巷45012.0310岩开拓3103掘一队11104回风巷107010.81070半煤回采107011104运输巷107010.8380半煤回采3804掘二队11104切眼12010.8120半煤回采12011104面预料12月贯穿1902回风顺槽105012.0700全煤回采7005综掘一队1902运输顺槽110012.0660全煤回采6601902面预料9

10、月贯穿6综掘队11501回风顺槽90010.8900半煤回采7011502运输顺槽90010.8900半煤回采7021103瓦斯抽放巷10008.9120岩打算1207炮掘三队11104瓦斯抽放巷10708.91070lXj石打算7001902瓦斯抽放巷9008.9780岩打算78021102瓦斯抽放巷6708.9670岩打算5402016年度掘进接替计划安排序号施工单位单位工程名称巷道设计长度巷道断面剩余长度岩性类别全年备注(m)(m2)（米）合计6850开拓1800打算1650回采3400一1开拓二队南翼运输大巷HOO12.0600岩开拓6002南翼轨道大巷110012.0600岩开拓60

11、03南翼回风大巷120012.0600岩开拓600二、1掘进一队2903运输顺槽100012.01000全煤回采92022903回风顺槽100012.01000全煤回采820三、1综掘队11501回风顺槽90010.8830半煤回采830211502运输顺槽90010.8830半煤回采830四、1开拓一队Ul04瓦斯抽放巷10708.9370岩打算37022903瓦斯抽放巷10008.91000岩打算4603掘进二队21102瓦斯抽放巷6709130岩打算130411501瓦斯抽放巷9009900LXj石打算690二、2012年至2016年生产支配支配如下表:20122016年产量计划安排单位

12、工作面编号月末预料剩余采长（米）预计回采时间预计结束时间全年备注走向（米）储量（万吨）2012年支配10100掘进煤101002013年支配31400011110283027.001202013.22013.92700002013年2月生产21901面60035.001102013.11200002013年11月生产掘进煤240002014年支配462000须要上两个综采面11901面50029.501102014.80330000211103面8(M)24.(X)1202014.09900002014年9月生产掘进煤420002015年支配502000111103面367IL(M)2015.

13、04150000221103面85025.(X)1202015.032015.011250000预料2014年12月贯穿31902面65062.001802015.1260000掘进煤420002016年70200011902面65062.00180420000预料2015年8月贯穿211104面107030.501202016.05240000预料2015年12月贯穿掘进煤13542000二、自然条件及灾难事故：（一）瓦斯赋存及涌出状况瓦斯赋存分析：依据煤科总院抚顺分院对M9和Mll煤层的原始瓦斯含量测定结果，总结出矿区范围内各个煤层瓦斯含量如表所示。各个煤层瓦斯含量一览表煤层M7M9Mll

14、M15M16M21M22含量(m3t)8.9310.367.743.476.638.634.92矿井瓦斯涌出量预料达产时期矿井平均日产量瓦斯涌出量矿井合计回采(m3min)掘进(m3min)采空区(m3min)相对量（m3t）肯定量(m3min)单独开采Mll1363.6422.695.931.5263.4860.11交替时在M9煤中回采1363.642.164.217.0214.1413.39交替时在MII煤中回采1363.6422.694.2129.6559.7256.55（二）自然条件1.水文地质：本区所处地貌属构造剥蚀侵蚀中低山地貌。由于本区地处富源师宗弥勒大断裂带旁边，构造困难，地形

15、切割较深，沟谷发育，地形地貌有利于地表水及地下水排泄。2 .开采深度：矿井共分两个水平开采，一水平+1615%二水平+1520mo3 .煤层顶底板及构造：吉克煤矿共有可采煤层7层，规划期内主要开采Mil、M9煤层。M9煤层：位于龙潭组其次段中部偏上。上距M7煤层19.2729.35m,平均23.35m,煤层平均厚度3.82m,结构单一，煤层层位稳定。全区可采，属稳定煤层。顶板为薄层菱铁岩与薄层粉砂质泥岩。底板多为灰白色、灰色粘土岩、粉砂质泥岩或泥质粉砂岩。Mll煤层：位于龙潭组其次段中部，距M9煤层底板13.7222.OOm,平均18.59,煤层平均厚度L72%层位稳定。全区可采，属稳定煤层，

16、煤层下部常夹一层0.030.1OnI厚的棕灰色中粗晶高岭石粘土岩（泥岩）夹阡。顶板岩性为粉砂质泥岩，夹簿层中层状菱铁岩。底板泥质粉砂岩或粉砂岩。4 .主要地质构造：矿井位于大地构造杨子准地台、滇东台褶束、曲靖台褶、富源凹褶区。区域处于富源师宗弥勒大断裂以东5km左右，有一系列的NE向、NNE向的断裂构造及褶曲，走向基本一样，本矿井位于格宗向斜西翼南部。（三）灾难事故矿井自从2007年开工建设以来未发生过“一通三防”方面的事故。三、瓦斯治理现状（一）矿井通防各系统状况：1.矿井通风系统：矿井采纳中心并列式通风方式，主副斜井进风，回风斜井回风。矿井装备GAF20-13.3-1型轴流式主扇2台，电机

17、功率400kW,转速985rmino主扇风机最大提风量6000m7mino现矿井须要风量为5398/min,总进风量为5468n?/min,总排风量为5636m3min,有效风量率为89.5%,矿井负压为1120Pa,矿井等积孔为3.4碗2。掘进工作面均采纳双局扇供风,反风设施齐全有效。5 .瓦斯抽放系统：目前实现井上、下瓦斯抽放泵联合抽放。地面瓦斯抽放系统安装2BEC52抽放泵4台，其中高负压抽放泵两台电机250KW、最大抽放量205立方/分，低负压抽放泵两台电机280KW、最大抽放量235立方/分；地面瓦斯抽放系统：高负压泵瓦斯抽放浓度在7%左右，平均流量70立方/分，抽放负压31Kpa;

18、低负压泵瓦斯抽放浓度在16%左右,平均流量120立方/分，抽放负压32Kpa6 .平安监控系统：矿井安装运用了KJ76N型煤矿平安生产监控系统，按规定安设了瓦斯传感器、风筒传感器等各类传感器共计78台，实现了对井下瓦斯、风量、风电闭锁等方面的实时监测，并做到了按规定标校。7 .防灭火系统：托付重庆院完成了M9、Mll煤层最短发火期试验报告，M9煤最短自燃发火工作76天、MIl煤最短自燃发火工作70天，M9、Mll煤自燃倾向性等级为Il类。束管监测系统:安装运用SG-2003型矿井自燃火灾束管监测系统,安装8芯束管950米，单芯束管3条1600m。井下注氮系统装备：安装运用DM-400/8矿用移

19、动式膜分别制氮装置2台，共安装。108mm注氮管路1060m。注浆系统：地面建设黄泥注浆站，共安装3159mm注浆管路1660mo8 .防尘系统：经重庆煤科院鉴定，M9、MII煤有煤尘爆炸性。矿井设地面防尘水池一个，容量200m安设防尘管路7880%共计安装运用净化喷雾14组、风水远程喷雾7组、扒装机联动喷雾5组，隔爆设施10处。9 .井下人员管理系统：矿井安装运用了KJ289型煤矿井下人员管理系统，共安设接收基站14台，做到了对全部下井人员的动态监控。（二）瓦斯治理状况：围绕“通风是基础，抽放是关键，防突是重点，监控是保障”的思路，坚持“应抽必抽、先抽后采”和“多打孔、严封闭、综合抽、密集抽

20、”的原则，大力实施瓦斯抽放工程，实现抽排为主、风排为辅的瓦斯治理综合措施。1 .逐步完善瓦斯抽放系统。突出地面瓦斯抽放系统建设，地面瓦斯抽放泵站已投入全面运行。随着矿井抽放网路加长，为抓好11102工作面瓦斯防治及1901工作面、11103工作面瓦斯抽放效果，实施了钻场牌板化管理，加强了瓦斯抽放系统的日常巡检，定期进行效果检验，驾驭瓦斯改变规律，对每个钻孔的施工资料及管理台帐支配专人进行刚好整理。2 .严格落实瓦斯超前预料预报制度，完善预料预报程序，强化抽放力度。(1)严格落实“区域防突治理先行”原则。利用抽放巷向M9煤打瓦斯抽放钻孔提前预抽M9煤瓦斯和从抽放巷向Mll煤层施工瓦斯抽放钻孔，提

21、前实施瓦斯抽放；同时严格实行好掘进工作面“长探短掘”制度。超前施工地质钻孔，每个掘进工作面在未分析清晰前方地质构造状况下严禁盲目掘进，严防误揭煤层。地质孔施工结束，防突队将地质钻孔资料刚好以书面及电子版本交生产技术部，由生产技术部通知总工程师、通防部、防突队进行分析，并确定许可进尺，若分析掘进施工方向煤层地质正常，由生产技术部绘制成果图并下达许可进尺通知书，并由通防部、安监部、总工程师签字后，将“长探短掘”地质孔描述成果图贴到井下对应地点“先探后掘”施工管理牌板上面；若发觉60米范围内煤层不正常，由生产技术部绘制成果图并下达许可进尺通知书，并对“长探短掘”状况进行描述，然后由防突队、通防部、安

22、监部、总工程师签字后，由防突队将成果图贴到井下对应地点“先探后掘”施工管理牌板上面，依据描述状况进一步实行防突措施。每轮施工地质钻孔限制迎头前方80米，探明地质构造经区域验证后，允许掘进60米，保留20米超前限制范围。在探明前方大的地质构造后每轮掘进循环前必需用5米钎子打前探孔5个，用锚锁机向顶底板打探眼，推断前方和上下方地质构造状况，严防误揭次生断层。(2)严格落实“局部防突措施补充”原则。在11102两条煤巷和采煤工作面严格实施局部防突效果检验钻孔制度，严格效果检验钻孔设计，效果检验钻孔进尺为1012米，每轮必需保留最小防突措施超前距和不小于5米检验超前距，在地质构造破坏严峻地带适当增加超

23、前距。正常掘进中的煤巷、半煤岩巷掘进工作面预料预报或效果检验孔不得小于3个，石门揭煤检验孔个数不少于5个，采煤工作面不少于9个。防突检验人员每班依据测定的Kl值和S值填制防突报单，报单由通防部、防突队、生产技术部、安监部、施工单位、总工程师签署看法，并经当地分局驻矿人员签字后，由施工单位落实。防突报告单一式六份，通防部存档一份，其余五份分送调度室、安监部、生产技术部、施工单位、生产技术部。各职能部门依据职责权限负责督促落实防突报告单看法执行状况。(3)严格落实煤巷掘进工作面超前预抽瓦斯制度，两条顺槽在探明前方地质构造后，每隔20米沿两帮交替施工钻场，超前抽放掘进工作面瓦斯，经测定Kl值和S值达

24、标后允许掘进，保留20米超前距离。同时在钻场内实施本煤层抽放钻孔，每个钻场设计16-20个抽放孔，钻进进尺12001400米。（4）严格落实“石门揭煤”制度。经分析须要石门揭煤的巷道,由地测科、通防部、防突队确定石门揭煤位置，由防突队编制石门揭煤通知单通知生产技术科和施工单位停止掘进。由生产技术科通知施工单位技术员编制石门揭煤平安技术措施，需各部门协作的由各部门负责供应本部门平安技术措施于施工单位技术员处。防突队依据措施要求施工完毕措施孔后，经效果检验确认无突出危急后，通知施工单位按石门揭煤措施依次进行。钻孔施工成果图由防突队绘制，然后由通防部、地测科、生产技术科、总工程师签字，由防突队将成果

25、图贴到井下对应地点“先探后掘”施工管理牌板上。（5）严格瓦斯抽放钻孔、地质钻孔和效果验收孔验收制度。钻孔施工到设计深度时，由现场安监员、瓦检员对钻孔方位角、倾角、终孔深度、预抽瓦斯钻孔封堵严密状况进行验收。验收后由钻孔验收员、安监员、瓦检员、当班钻进班长在钻孔进尺表上签字，无以上四人签字认可的，一律按废孔处理，概不结算。防突队当班班长、瓦斯检查员、平安员、钻孔验收员弄虚作假，每发觉一次不按规定进行考核收尺的，对相关责任人员分别罚款500元。对钻孔进尺达不到设计要求的，当班施工班长要向防突队值班人员说明状况，防突队值班人员做好记录并具体绘制到竣工图上。钻孔进尺表一式三份，防突队当班班长、瓦斯员、

26、平安监察员签字后每人各执一份上井后交本单位（部门）值班人员，安监部、通修队、通防部每日对钻孔进尺单汇总后于次日交生产经营部进一步核实钻孔进尺状况并做为月底结算依据。各钻孔施工地点施工钻孔前必需悬挂钻孔设计平、剖面图及钻孔参数表，并随时依据钻孔施工状况填写实际钻孔施工参数表，钻孔施工参数后必需有验收人员签字。(6)严格执行瓦斯许可准入制度，经效果检验孔达标后向采掘单位下达书面采掘进度通知书，规定允许进度，防突效果检验结果和许可采掘进度具体填写在现场管理牌板上，并在巷道内醒目位置设置防突基点。施工单位必需严格按效果检验许可进尺掘进，严禁超许可进尺进行采掘作业。凡发觉不按效果检验孔允许进尺超采超掘的

27、，或校检不合格强行进尺的，现场不听从安监员、防突校检工支配的，追究区队、项目部责任。对安监员、防突工监督检查不力出现超进尺作业的，分别视情节赐予安监员、通防部防突校检工进行罚款。(7)严格钻场施工前提前接好风袖和防喷孔卸压抽放装置，降低钻场施工期间瓦斯报警次数和浓度。(8)严格落实瓦斯报警分析制度，责任追究到位，有效杜绝瓦斯报警次数，瓦斯报警浓度和次数明显降低。3 .抓好11102工作面运输顺槽、11102工作面回风顺槽两个半煤岩掘进巷道的瓦斯治理工作。对放炮后瓦斯涌出量大的11102运输顺槽、11102回风顺槽两个迎头，制定专项措施抓好落实：(1)严格限制炮眼深度。11102运输顺槽、111

28、02回风顺槽炮眼深度不得超过1.0m。假如炮眼深度限制在1.Om仍出现瓦斯超限报警,将炮眼深度降至08m或0.7m,但不得低于0.6m。(2)严格限制单个炮眼装药量，并运用好炮泥、水泡泥。(3)严格炮前风筒管理。放炮前对工作面20m范围内风筒重新进行固定，保证风筒吊挂坚固，杜绝放炮打下风筒现象发生。风筒口距离工作面距离为4-5m。(4)加强区队管理人员跟班管理，作为盯靠重点。(5)严格执行远距离放炮制度。放炮地点必需在其防突风门以外的放炮器箱处进行。(6)加强平安监控系统管理。对两条顺槽回风流甲烷传感器报警、断电浓度均设为0.8%。通防队强化对监控系统管理，确保系统显示精确，报警、断电灵敏、牢

29、靠。(7)严格执行好放炮停电制度。每次放炮前，必需停止掘进巷道内全部非本质平安型电气设备电源。(8)加强防突风门管理。人员进入工作面时必需把防突风门打开、顶牢。工作面放炮和无人时，防突风门必需关闭。(9)抓好压风自救系统管理。保证压风自救装置打开压风自救袋处阀门时必需处于有风状态。(10)加强局部通风机管理。落实局部通风机挂牌管理制度、风机换开制度，保证局部通风机处于完好状态。以上工作由跟班瓦斯员和平安监察员负责落实。4 .强化计量依据，对02工作面和矿井瓦斯涌出量及瓦斯涌出规律进行了分析探讨，完善了各钻场和每条瓦斯抽放管路瓦斯计量装置，利用“四位一体”传感器和孔板流量计核实计量数据，为工作面

30、抽采达标和矿井瓦斯涌出规律做好分析打算。5 .抓好平安防护措施的落实。依据“防突规定”要求，建设防突风门10道，安装压风自救装置38组。四、存在的问题与不足：（一）是各专业人员及员工队伍要不断加强煤与瓦斯突出学问学习，强化素养提升。（二）是各项管理制度在现场的落实上，因为员工队伍成份困难,有时实施起来难度较大。（三）是通防专业人员少，工作量大。（四）是矿井地质构造困难，瓦斯涌出量高，瓦斯压力大，打钻期间和正常掘进期间虽然瓦斯报警次数和浓度有所削减和降低，但不能从根本上杜绝瓦斯报警状况，打钻期间煤与瓦斯喷孔状况也较为严峻。其次部分：规划的指导思想和主要目标一、规划指导思想仔细实行“平安第一、预防

31、为主、综合治理”的平安生产方针，全面构建和实施“通风牢靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的十六字瓦斯治理工作体系和先抽后采、监测监控、以风定产“十二字”瓦斯治理工作方针，全力抓好防治煤与瓦斯突出规定的落实，不断规范完善瓦斯治理体系和各项平安生产管理制度，合理调整采掘部署、规划实施爱护层开采、区域防突措施，加大抽采瓦斯和防突治理力度，明确工作责任目标，严格“一通三防”管理措施落实，切实做好矿井“一通三防”工作，确保矿井平安生产。二、主要目标：1 .坚决歼灭“一通三防”伤亡事故和重大非人身事故发生，规划期内实现通防无事故。2 .抓好矿井通风系统改造工作，提升矿井通风实力，使矿井通风系统达到合理、完

32、善、稳定、牢靠。3 .抓好地面及井下瓦斯泵和抽放系统的稳定运行，搞好瓦斯抽放系统改造工作，保证矿井瓦斯抽采达标。支配2012年度瓦斯抽放纯量达到410万m3,2013年度瓦斯抽放纯量达到1200万m3,2014年度瓦斯抽放纯量达到1600万m3o2015年度瓦斯抽放纯量达到1600万m302015年度瓦斯抽放纯量达到1600万加4 .防尘系统达到完善、合理，供水源满意井下施工要求，防尘管理制度健全。5 .防灭火系统进一步完善。6 .依据矿井“一通三防”工作须要，进一步建立健全完善各项工作制度。7 .强化全员“一通三防”业务学问培训，提高专业人员和全员通防业务素养，配齐配全各专业人员，提升通防管

33、理水平。8 .实现矿井通防平安质量标准化，为矿井平安生产供应保障。9 .推动煤矿瓦斯综合利用，在瓦斯发电及瓦斯民用方面力争有实质性进展。第三部分：重点任务一、加强对瓦斯防治的组织领导为搞好瓦斯防治，公司成立以矿长为首的瓦斯治理工作领导小组：组长：矿长副组长：总工程师及各分口副矿长成员：各部室及区队负责人瓦斯治理办公室设在通防部，部门经理兼任办公室主任。二、加大投入，完善系统与装备（一）完善通风系统1.加快矿井通风系统改造工作，矿井通风系统改造工程，方案确定后，2012年10月份进行施工，力争2013年5月份完成。提升矿井通风实力，使矿井通风系统达到合理、完善、稳定、牢靠。2 .依据“突出”矿井

34、实际，在矿井设计、生产布局方面重点依据煤与瓦斯赋存状况，逐步摸索各煤层瓦斯涌出规律，本着通风系统必需独立牢靠的施工原则，优先巷道布置、合理确定煤层和工作面的开采依次。每年进行一次矿井通风实力核定，依据矿井有效风量、备用系数和风机供风实力核算最多采煤、掘进工作面个数。3 .搞好通风系统调整工作，刚好搞好贯穿巷道、采煤工作面投产前的通风系统调整工作，确保采掘工作面独立的通风系统。4 .完善局部通风，通过目前掘进工作面运用的局扇，支配在五年内接着对局部通风进行进一步改造，购买2X37KW局扇（44万元）和222KW（42万元）局扇各16台；购买直径为800mm的风筒100OO米（50万元），直径Io

35、OOmm的风筒IoOoO米（60万元）。局扇高压专供电源系统完善项目类别2012年2013年2014年2015年2016年合计局扇高压专供电缆（米）60010001000100010004600开关（台）3555523费用（万元）18.225.225.225.225.2119（二）完善瓦斯抽采系统1 .抓好地面永久瓦斯抽放泵、井下临时瓦斯抽放泵和抽放系统的稳定运行。2 .矿井瓦斯抽放系统改造工程，方案确定后，力争2013年5月份进行施工，争取2013年底完成。3 .建立抽采系统季度分析处理制度并实施。矿井瓦斯抽采实力要与采掘布局相协调、相平衡，使采掘生产活动始终在抽采达标的区域内进行。坚持“可

36、保尽保、应抽尽抽，多措并举、抽采平衡、效果达标”的原则，做到不掘突出头、不采突出面，消退采掘作业过程中的煤与瓦斯突出事故。坚持“区域防突措施先行，局部防突措施补充”的原则，大幅度超前、增加抽放工程量，提高本煤层抽出率，实现抽采达标（煤层瓦斯含量8m3t或瓦斯压力0.74Mpa以下；矿井抽出率达到AQ1026标准指标。采煤工作面预抽期不低于6个月、掘进工作面实测指标达标；突出煤层钻孔量不得低于0.1（高瓦斯煤层0.06）米/吨。4 .严格依据煤矿瓦斯抽采规范加强矿井瓦斯抽采设计审查和抽采瓦斯管理。5 .实施巷道底（顶）板瓦斯预抽和本煤层瓦斯抽采等多种方式抽采瓦斯，采掘工作面抽采后要达到煤矿瓦斯抽

37、采基本指标的要求。6 .抓好软地质钻进技术的探讨，提高煤层和软地质岩石巷道的成孔率；实施掘进巷道跟迎头扒装机掘进时的钻进施工技术探讨和跨皮带钻进施工技术探讨；抓好打钻自动计时和钻进技术探讨。瓦斯抽采系统完善项目类别2012年2013年2014年2015年2016年合计瓦斯抽采系统瓦斯管路（米）1200500050005000500021200钻机（台）4222212配件（万元）100100100100100500费用（万元）4007007007007003200（三）完善防灭火系统进一步完善注浆管路、注氮系统、束管监测系统。保证防灭火系统完善有效。防灭火系统完善项目类别2012年2013年20

38、14年2015年2016年合计防灭注浆管路（米）6009009009009003300火系注氮管路（米）120013501350135013506600统束管（米）4000500050005000500024000费用（万元）20.529.829.829.829.8139.7（四）完善防尘系统防尘系统完善项目类别2012年2013年2014年2015年2016年合计防尘系统防尘管路（米）2000241524152415241511660防尘设施（组）3030303030150费用（万元）2427.527.527.527.5134（五）完善平安监测监控系统平安监测系统完善项目类别2012年201

39、3年2014年2015年2016年合计平安监测系统监测电缆（米）200040004000400040001800分站（台）12777740传感器（台）3040404040190便携仪（台）5080808080370费用（万元）3545454545215（六）完善平安防护设施平安防护系统完善项目类别2012年2013年2014年2015年2016年合计平安防护系统避难帽室122229压风自救系统1535353535155费用（万元）1016.516.516.516.576三、突出重点，加大瓦斯治理力度坚持“先抽后采、不抽不采“，坚持地面抽采与井下抽采相结合，坚持邻近层与本煤层抽采相结合，坚持采前抽采与边抽边采、采空区抽采相结合，利用一切可能的空间和条件充分抽采