16年煤矿一矿一策

古蔺煤矿（西段）有限责任公司

2016年度一矿一策

编制部门：西段煤矿技术办

编制日期：2016年5月6日

古蔺煤矿（西段）有限责任公司 2016年度“一矿一策”会审表

会审人员 会审意见 签 字 会审时间 安全副矿长 （安全管理科） 生产副矿长 （生产技术科） 通风副总工 （通风、防突科） 机电副矿长 （机电运输科） 生产调度室 总工程师

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矿 长 目 录

一、编制的目的和意义???????????????????1 二、编制设计的依据????????????????????1 第一章 矿井概况????????????????????1 第一节 矿井简介????????????????????1 第二节 矿井资源条件??????????????????3 第二章 机构建设、人员配备、制度建设???????????7 第一节 机构建设及人员配备????????????????8 第二节 矿井制度建设情况?????????????????9 第三章 矿井瓦斯抽采及采掘接替计划???????????10 第一节 瓦斯抽采系统建设情况及完成计划?????????10 第二节 采掘接替计划??????????????????10 第四章 存在的主要问题和维护、整改方案?????????13 第一节 矿井供电系统?????????????????13 第二节 通风系统????????????????????14 第三节 提升运输系统?????????????????17 第四节 排水系统????????????????????18 第五节 矿井瓦斯监控系统???????????????19 第六节 矿井防尘、防火、供水系统????????????20 第五章 矿井六大系统建设及完善计划???????????20 第六章 标准化建设???????????????????22 第七章 通风瓦斯管理??????????????????23 第八章 水患专项治理方案????????????????29 第一节 矿井充水因素分析??????????????29

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第二节 水患治理方案?????????????????29 第九章 矿井顶板管理?????????????????32 第一节 支护现状???????????????????32 第二节 顶板管理措施及制度???????????????32 第十章 矿井灾害预防措施????????????????34 第一节 瓦斯事故预防?????????????????35 第二节 第三节 第四节 第五节 第六节 第七节 第八节 第九节 顶板事故预防??????????????????38 水灾事矿预防??????????????????39 火灾事故预防??????????????????40 粉尘防治????????????????????40 提升运输事故的防治措施?????????????41 电气事故预防??????????????????42 放炮事故预防??????????????????44 矿井避灾路线??????????????????45

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古蔺煤矿（西段）有限责任公司

2016年度一矿一策

一、编制目的和意义

为了认真贯彻执行国家安全生产“以人为本、安全第一、预防为主”的方针，确保煤矿安全生产，杜绝本矿各类事故的发生，树立全面、协调、持续的科学发展观，狠抓质量标准和技术规范工作，规范安全生产管理，改善安全环境，根据上级有关部门的要求，结合我矿实际，制定了抽、采、掘平衡计划、瓦斯综合治理方案、顶板管理专项治理方安案、水患专项治理方案、矿井灾害预防等，特制订本“一矿一策”。

二、编制设计的依据 1、《煤矿安全规程》

2、《四川省煤矿安全质量标准化考核评级办法》（川安监?2013?164号）文件）。

第一章 矿井概况

第一节 矿井简介

一、矿井地理位置

古蔺煤矿（西段）有限责任公司，位于古叙煤田象顶井田中西

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部，行政区划属古蔺县石屏乡向顶村，东北与向顶煤矿相邻、东南与南鑫煤厂分厂相邻。古（蔺）石（宝）公路由矿区通过，距石屏乡4公里，到古蔺县城41公里，到太平渡赤水河码头15公里，太平渡经赤水河到合江174公里进入长江航道，矿区交通极为便捷。

二、井口地理坐标

井口地理坐标为：地理坐标东经106度00分36秒—106度00分18秒、北纬28度02分08秒—28度01分08秒。主井直角坐标：X=3102470、Y=35598814、H=577.8米。

三、证照情况

古蔺煤矿（西段）有限责任公司成立于2005年1月，矿井设计生产能力为15万吨/年。矿井采用平硐加暗斜井开拓。煤矿各类证齐全有效。

证照名称 采矿许可证 安全生产许可证 营业执照 矿长考核合格证 证照编号 发证日期 有效期 2021．11 2017.9 发证机关 四川省国土资源厅 四川煤矿安全 监察局 2015.12 2014.10 2017.9 2017.10 泸州市古蔺县工商 行政管理局 四川省安全生产 监督管理局 C5100002010121130102181 2010.12 （川）MK安许证字[2011]5105251378B 510500000028665 煤14151000111991 2014.9 四、施工建设情况：

2009年，我矿按照四川省煤炭设计研究院设计的《古蔺煤矿（西段）有限责任公司古蔺煤矿西段扩建工程初步设计说明书》，对原有的生产系统进行技改扩能建设，经过近三年的努力，公司已于2011年2月22日通过由四川煤矿安全监察局会同川南煤监分局、泸州市

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安监局、古蔺县安监局组成的古蔺煤矿（西段）有限责任公司西段煤矿矿井改建工程安全设施及条件竣工验收组的验收合格，达到15万吨/年生产规模。

公司在2007年完成了安全质量标准化三级企业验收，在2009年完成质量标准化二级企业验收；2010年12月，又完成了“双百”工程瓦斯治理示范矿验收，成为瓦斯治理示范矿井；2014年6月通过三级标准化验收合格。

第二节 矿井资源条件

一、地质概况

矿山含煤地层为二迭系上统龙潭组（P2I）煤系，其上为二迭系上统长兴组（P2C）、三迭系下统飞仙关组（T1f）,其下为二迭系下统茅口组（P1m）。矿区位于古蔺复式背斜南翼西段的次级褶曲-河坝向斜北翼东段扬起段，产状变化较大，断裂发育，井田构造属中等偏复杂。

二、煤层赋存条件 1、地质构造

矿山位于古蔺复式背斜北翼东段，总体呈一单斜构造。地层走向与主体构造线基本一致，倾向330°，倾角一般17°～21°。矿区巷道中发现一隐伏正断层f1，断层走向长约450 m，倾向217°，倾角约35°，断距约20 m，断煤标高620～770m，对矿井开采有一定的影响。其它零星发育的小断层、小褶曲，对矿井开采影响不大。综上所述，该矿区内地质构造简单。

2、矿体空间位臵及厚度

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矿区附近出露最老地层为二叠系下统茅口组，最新地层为三叠系下统飞仙关组及第四系。矿山登记开采Y3（C19）、Y1（C25）煤层，属二叠系上统龙潭组（P2l），为海陆交互相沉积的含煤岩系，现由上到下依次介绍如下：

C19煤层：位于煤系中部，下距C25煤层约26m。俗称“糠煤”、“高炭”、“高三层”，煤厚1.37～1.94m，平均1.63m，煤层结构较简单，一般含矸0～1层，属稳定煤层。全矿区内可采。

C25煤层：位于煤系底部，下距P1m顶界约5m，俗称“头层炭”、“铜矿煤”、“落地臭”、“高煤”，煤厚1.21～1.60m，平均1.48m，结构简单，部分含夹矸1层，属稳定煤层，为区内主要可采煤层。

三、水文地质 1、含水层与隔水层

区内含、隔水层相间产出，含水层多为石灰岩，主要为岩溶裂隙水或层间裂隙水；隔水层主要为泥岩、砂质泥岩等。现就区内主

要含水层、隔水层简述如下：

（1）矿井含水层

①、飞仙关组一段上亚段（T1f 1-2）岩溶裂隙含水层 厚54～92m，为厚层状鮞粒灰岩，上部为薄层状灰岩夹薄层砂屑灰岩，下部为砾屑灰岩。岩溶、裂隙较发育，泉井流量0.5～2.64L/s（2～10m3/h），富水性中等的岩溶裂隙含水层。

②、二叠系上统长兴组（P2c）岩溶裂隙含水层

厚5～121m，中~厚层状含生物碎屑灰岩，底部夹薄层泥灰岩。岩溶、裂隙较发育，以裂隙含水为主，泉井流量0.37～1.74L/s（1～6m3/h），深部含水性减弱，为富水性中等的岩溶裂隙含水层。

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③、二叠系下统茅口（P1m）岩溶强含水层

厚186～390m，茅口组上部为生物碎屑灰岩，中部为燧石灰岩，下部为石灰岩。岩溶发育，多暗河管道，汇集志留系地表沟谷水补给地下，泉水流量数十～数百立方，为岩溶强含水层。

矿井隔水层

①、三叠系下统飞仙关组四至二（段T1f 4+3+2）隔水层 厚288m，主要为泥岩，砂质泥岩、泥质粉砂岩，夹薄层灰岩及钙质泥岩，含少量裂隙水，含少量裂隙水，泉水流量0.05～0.56L/s（0.2～2m3/h），动态变化受大气降雨影响，隔水性较好。

②、三叠系下统飞仙关组一段上亚段（T1f 1-1）隔水层 厚29～60m，为泥灰岩（风化后似钙质泥岩）、钙质泥岩、泥质灰岩。裂隙不发育，易风化，有少量风化裂隙水，富水性极弱，为隔水层。

③、二叠系上统龙潭组（P2l）隔水层

厚60～130以泥岩、砂质泥岩为主，次为泥质粉砂岩、薄层细砂岩、粘土岩夹煤层裂。隙不发育，是良好的隔水层。

2、地下水补给、迳流、排泄特征

西段煤矿属老空（原硫铁矿采空区）裂隙水和底板茅口灰岩岩溶水充水矿床。煤层顶板为P2c岩溶含水层，该层位主要接受地表渗透补给和出露地表岩层的直接补给，但由于出露的P2C地层面积较小，因此主要受大气降雨的影响，雨水顺地势流趟，从北西向南东均有泉点出露。本区年降水量为750.4mm～1033.9mm，裂隙水补给水源充足。矿区南东面地层露头位臵，地势低洼，便于大气降雨汇集并向老窑及采空区渗透。这就是矿井与老窑封闭区渗透水长流

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不断的原因。

其次，该区茅口灰岩存在天生桥暗河入口（标高641.96m）从北西向南东横贯整个矿区形成径流通道在天堂河出口（标高473.32m）补给石亮河，因此该区茅口灰岩岩溶裂隙发育，岩溶水丰富，从西段煤矿曾揭露的岩溶水情况看，水量稳定，存在一定的承压性，因此下山采区在布臵永久性巷道时，应编制完善的探放水设计，加强地质预测预报，特别是断层构造区域，应加强探放水工作，防止断层裂隙带与茅口灰岩连通，导致突水。

本区地下水主要接受大气降水的补给，由南西向北东径流，一部分向深部径流储积，另一部分以泉的形式泄出地表。志留系沟谷之水沿栖霞组灰岩底部溶洞（暗河入口）补给地下，以岩溶管道流的形式向河谷径流、排泄，又以岩溶泉（暗河出口）的形式补给河流，形成地表、地下水相互补给的关系。

煤矿硐室是一个地下水人工流场，矿井井巷系统成为良好的地下水集水廊道。裂隙水在水压、重力等作用之下，不断汇入矿井成为矿井坑道水补给源，矿井水经机械抽排或自流又补给地表溪沟水。原裂隙水天然流场被逐渐改造，新的裂隙水人工流场逐步形成，并随着井巷的延伸(深)采掘，裂隙水补给矿井水的通道会加大，补给作用将增强。

3、矿井涌水特征

经过调查发现，原属国有矿时期，矿区范围内+680m平硐以上、下山+650m以上、+580m平硐井口至二石门以上、下山+550m以上的硫铁矿层已基本采空。西段煤矿矿井坑道水主要来源于原国有矿时期的硫铁矿采空区老空水以及平硐浅部地表裂隙渗透水，现目前

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22252运输巷（半煤巷） 580灰岩回风平巷 11191回风掘进（煤巷） 11191运输巷（煤巷） 22252开切眼（煤巷） 11256备采面顺槽 22251运输巷（半煤巷） 100 160 460 460 110 220 240 80 80 60 60 60 120 80 6月份 5-6月份 5-11月份 5-11月份 5-6月份 8—9月份 10-12月份 （三）矿井“四量”计算

2016年度“四量”计算表

名 称 走向长度 （m） 1000 开 拓 量 1000 910 40 回 采 煤 量 200 700 准备煤量 700 110 1.7 1.3 300 110 1.4 1.4 80 110 1.3 1.4 1.4 1.4 11256备采 22251工作面C25煤层 22251工作面C19煤层 22191工作面C25煤层 300 110 1.7 1.3 22191工作面C19煤层 7.3 17.02 6.47 45.89 2.91 15.1 400 120 1.4 1.4 11252工作面 9.41 12.768 倾斜长度 （m） 220 220 370×120+200×80+340×90 80 1.6 1.4 11256工作面 0.448 平均厚度 （m） 1.4 1.7 1.7 容 重 （吨/m3） 1.4 1.3 1.3 包括区域 22采区C25 22采区C19 回采区C19 可采储量 （万吨） 43.12 48.62 20.11 111.85

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泄压保护量 600 420 1.7 1.3 11采区C19 55.692

第四章 存在的主要问题和维护、整改方案

第一节 矿井供电系统

一、系统概况

我为两回10kV源线路供电，其中一回来自于走马35KV变电站（国网）经架空线路LGJ-50型/12km输送供至矿地面变电所10kVI段母线，为主电源；另一回来自于龙山110KV变电站（国网）经架空线路LGJ-70型/10km输送供至矿地面变电所II段母线，为备用电源，矿井电源采用分列运行方式。

主要通风机与瓦斯抽放泵供电。将地面变电所10kVI、II段母线电源，经架空线路LGJ-50型/2km输送供至风井变压器，采用矿用橡套软电缆分接至主要通风机与瓦斯抽放泵使用。

井下供电。在主平硐六石设臵了中央变所，将地面地面变电所10kVI、II段母线电源，采用两回路高压电缆铠装聚氯乙烯护套电缆输送中央变所，电源通过中央变所压降后采用矿用橡套软电缆分接至各采掘工作。

矿井地面变电所的两回10KV电源采用单母线分段接线，选用GG1-A（FⅡ）系列开关柜，共12台，其中进线柜2台、PT柜1台、母联柜1台、电容补偿柜1台、控地面变压器柜2台、控通风机房电源柜2台、控井下电源馈出柜2台、备用1台。成单列双通道排列，采用柜前检修。

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井下设有一个变电所，安设有变压器4台，其中KBSG-100/10/0.69KV两台、KBSG-315/10/0.69KV两台,井下采掘作业面电气设备实行风瓦电闭锁，煤电钻和信号照明安设有综保开关，局部风机采用“三专”供电和双风机双电源并自动切换，电缆均为阻燃矿用电缆。井下电器设备采用保护接地，井下设接地网，其主接地极设在主变电所及移动就电站附近大巷积水坑内，各低压配电点及铠装接线盒等设局部接地极。“三大”保护齐全，电器设备无失爆现象。

10KV架空线路终端设Y5CS-12.7/45型氧化锌避雷器，矿井变电所10KV设有HY5WS-10型氧化锌避雷器，瓦斯抽采泵站设防雷电装臵。(见：供电示意图)

第二节 通风系统

一、系统概况

矿井通风方式为中央边界式，有两个进风井，一个回风井，矿井新鲜风流由主平硐、副平硐进入，分别经+580水平运输大巷、采区下山、工作面运输平巷到采掘工作面；进入采掘工作面的风流经采煤工作面回风巷、采区回风上山、采区回风平巷进入矿井总回风巷经主要通风机抽出地面。（见矿井通风系统图）主通风机型号为FBCDZ№18（2台），功率为2×90KW，矿井总回风风量为2220m/min（一级）。

矿井井下各采掘作业点均为独立通风，并在相关地点安设了调节风门，各地点根据需要风量进行调节，矿建立了通风瓦斯管理制度，要求每10天必须进行一次全面测风，每半月组织一次矿井通风

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隐患排查，发现问题及时解决，杜绝漏风现象，确保巷道畅通无阻，满足矿井安全生产的需要。

我矿在通风方面存在的问题主要是：矿井通风路线过长，主要通风巷道断面不规则增加了矿井通风阻力，局部巷道断面不能满足矿井通风要求，矿井存在外部漏风，部份密闭等控风设施存在漏风现象。

处理措施：在今后的采掘过程中优化设计通风系统，使通风系统简间化。增加井下巷道的断面，减小通风阻力。加强通风系统的日常管理，特别是控风设施的管理。

二、矿井需风量计算 1、采煤工作面需风量计算

采煤工作面采煤方法为走向长壁后退式，通风方式为“U”型通风，各采煤工作面需风量计算如下：

11256采煤工作面：

（1）按同时工作最多人数计算 Q=4NK=4×17×1.2=82m/min （2）按炸药消耗量计算 Q=25A=25×6=150m/min （3）按瓦斯涌出量计算

Q=100QK=100×2.5m/min×1.4=350m/min （4）按工作面温度计算

根据实测采面温度，要求采面风度不小于1m/s，则： Q=60VS=60×1×(3.2宽×1.6高)=307m/min

根据以上计算结果，取其中最大值350m/min作为工作面供风

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量。

风速校核：77m/min<350 m/min<1229 m/min,符合要求。 22252回风平巷掘进工作面 （1)按同时工作最多人数计算 Q=4NK=4×9×1.4=50m /min （2)按炸药消耗量计算 Q掘=25A=25×7.2=180m/min （3）按瓦斯涌出量计算

Q=100QK=100×1.4m/min×1.5=210m/min （4）按风速计算

Q底=60×0.25m/s×5.29㎡=79m/min Q高=60×4m/s×5.29㎡=1269m/min 79m/min<210 m/min<1269m/min

根据以上计算结果，取其中最大值210m/min为掘进工作面需风量，故采用5.5kw局部通风机进行通风。

580水平灰岩回风平巷掘进工作面 （1)按同时工作最多人数计算 Q=4NK=4×7×1.4=39m/min （2)按炸药消耗量计算 Q掘=25A=25×8.4=210m/min （3）按风速计算

Q底=60×0.15m/s×7.28㎡=66m/min Q高=60×4m/s×7.28㎡=1747m/min 66m/min<210 m/min<1747m/min

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根据以上计算结果，取其中最大值210m/min为掘进工作面需风量，故采用5.5kw局部通风机进行通风。

2、硐室及其它地点需风量计算

井下变电所2×100=200 m/min，11255抽采钻场250 m/min， 绞车房4×30=120m/min、11256备采面156 m/min。

3、矿井总需风量计算 ∑总=（∑采+∑掘+∑硐）×1.2 式中：∑总——矿井总需风量

∑采—采煤工作面需风量总和 ∑掘—掘进工作面需风量总和 ∑硐—井下硐室需风量总和 1.2为矿井风量备用系数

[∑总={350+210+210+（250+200+120+156）]×1.2=1795min/m 经计算矿井总需风量为1795min/m 三、局部通风

矿井无不合理的串联通风、扩散通风、采空区通风。各采掘工作面实行了独立通风。矿井掘进工作面采用FBDNO5/2×5.5型局部通风机，采用直径400mm的抗静电阻燃风筒。局部通风机安设于距回风口10米的进风流中并实现了双风机双电源供电。

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第三节 提升运输系统

一、系统概况

我矿提升绞车为JTPB-1.2×1.0型单滚筒矿用防爆变频提升

绞车，电机功率为55Kw，为下山开拓提升运输服务。提升均设臵了“一坡三挡”和声光信号装臵。

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二、运输方式

主平硐铺设22kg/m钢轨，轨距为600mm。采用型号为KFU1.0

—6型矿车装运煤（矸），使用CTY5/6-GB蓄电池机车串车牵引运输到地面。

三、存在的问题

（一）主运输大巷由于是单道运输，在往井下运送矿车时采用机车顶推矿车方式运输，当车速过快或轨道安设不规则时矿车容易抛锚。计划在现在的主运输巷外侧200米处新掘一条水平运输大巷作为主要运输巷，专门运输煤炭。将现在的运输巷作为专用人行巷道，实现人车分行。

（二）提升巷运输时不能严格按要求使用护绳。需加强现场管理，严格要求按规定使用好护绳。

第四节 排水系统

一、系统概况

目前矿井涌水源主要来自副平硐（+680m水平）以上的地表参透水，经老空区参漏至副平硐巷道，途平硐排水沟自排出地面；主平硐（+580m水平）以上的及平硐裂隙水通过平硐排水沟自排出地面（现在基本无水）；在行人下山（+523m水平）落平点设臵有容量为230m的主副水仓（现在巷道内没有水流入水仓），水仓内的水经水泵抽排到主运输大巷的水沟内自排出井。从井下排出的水直接进入地面的污水处理池，经过处理达到排放标准后再排入石亮河。

二、涌水量

主井主运输巷水文观测站观测矿井最大涌水量为80md，最小涌水量为12 m/d，正常涌水量为30 m/d。

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三、存在的主要问题

（一）由于现在的主运输大巷是以前国营磺厂时期掘进的巷道，巷道内的排水沟断面较小，当井下涌水量增大时水沟易发生阻塞。应加强对水沟的定期清理，确保排水畅通。

（二）下山的抽水管路由于安设时间过久，存在管路漏水的现象。应对漏水和管理进行更换。

第五节 矿井瓦斯监控系统

一、系统概况

（一）监测主机及附属设施

矿井装备KJ90NB型安全监控系统，主机2台，2h备用电源UPS2台，中心站有接地与防雷装臵和录音电话。井下分站安装地点与连接的传输电缆等基本符合要求。通过几年来的不断完善和提高，目前已经实现安全监控系统24h正常运行，并与县监控平台联网。

（二）监测室及值班

监测室安排有人24h值班，值班监控员经有关单位培训合格，并持证上岗；监测室内有交接班制度、设备维护检修制度、设备运转及事故处理记录等。

（三）监控系统维护管理

矿井配备培训合格的瓦斯监控系统井下专职维修电工1人，负责井下瓦斯监控系统的安装使用和维护管理；井下各类传感器的调校由安平达公司负责。

二、存在的主要问题：

（一）监控系统运行记录、超限处理等记录不全。加强监控人

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员业务素质的培训，督促其做好各类记录。

（二）井下存在瓦斯传感器安设位臵不正确的现象，导致不能正常反映井下瓦斯动态情况。加强现场监管，严格按要求安设瓦斯传感器，确保监控有效。

第六节 矿井防尘、防火、供水系统

一、系统概况

（一）主井地面建有容量为500m蓄水池1个，副井地面建有容量为300m蓄水池1个，

（二）井下的消防供水主管路为直径100mm的无缝钢管，分管直径为50mm的钢管，支管直径为20mm。主运输巷每隔100m设臵三通阀一个，井下主要回风巷及采掘工作面回风巷、各装载点均按要求安设有防尘喷雾装臵，掘进工作面采用了湿式作业。每月定期对主要进回风巷进行粉尘冲刷和清理回风巷内的粉尘，并对各作业场所的粉尘进行监测。

（三）井下各绞车房、机电硐室配臵了灭火器和砂厢。 二、主要存在的问题

（一）现场施工作业人员不能严格按规定使用防尘喷雾装臵。应加强对作业人员的教育力度，使其能自觉按要求使用防尘喷雾装臵。

（二）工人在井下作业时未很好的采取个体防护，加强现场监管，督促工人使用好个体防护装臵。

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第五章 矿井安全避险“六大系统” 情况

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一、监测监控系统

我矿安装了一套瓦斯监控系统，型号为KJ90NB，监测监控系统地面中心站装备2套主机，1套使用、1套备用，系统24小时不间断运行。甲烷、馈电、设备开停、风压、风速、一氧化碳、烟雾、温度、风门、风筒等传感器的安装数量、地点和位臵符合按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的要求，井下各类监控数据能实时传输到矿地面监控室，并与县监控平台联网，系统运行正常，配备了三名监控人员，实行了24小时值班制度。

二、人员定位系统

我矿井下安装了型号为KJ133人员定位系统，人员出入井口、重点区域出入口、限制区域、巷道分支处等地点均设臵有分站，识别卡、读卡器配臵齐全，该系统采用先进的433M无线有源射频技术，能够很好的适应井下恶劣环境，具有读取距离远、绕射性能强、读取效果可靠、支持双向呼叫 、三级联网、紧急报警等特点。在地面监测监控中心站配备有显示设备，能实时准确掌握井下人员动态分布情况、采掘工作面人员数量、紧急避险设施的人员进行实时监测，系统运行正常，实行了24小时值班制度。

三、紧急避险系统

我矿在11采区副井二级提升下车场（+623m车场）与回风上山之间建设了永久避难硐室，该硐室内安全防护、氧气供给保障、有害气体去除、环境监测、通讯、照明、动力供应、人员生存保障等设施齐全完好，额定避难人数为60人，在无任何外界支持的条件下额定防护时间为96小时。

四、压风自救系统

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我矿建立了压风自救系统，在井口工业广场（地面配电房楼下）空压机站安装了三台螺杆式的空压机，型号分别为FHOG—110F、电机功率为110KW，两台FHOG—55F、电机功率为55KW，压风管路敷设采用Φ100mm铁管将气压从空压机站输入到主平硐至永久避难硐室，各巷道支管敷设采用Φ50mm铁管将气压分接到各采掘附近和巷道安设压风自救装臵处，该系统运行正常。

五、供水施救系统

防尘供水水源取自于地面标高为+720m位臵，水池容积为2×150m的高位水池（二部份采用管道和阀门相连接，形成互为备用）。井下供水施救系统与井下防尘、消防共用水池和管路系统。管路铺设从地面高位水池敷设Φ100mm铁管至副平硐入井，主管路途经副平硐→一、二、三级下山→六石门→主平硐运输大巷，各巷道支管敷设采用Φ50mm铁管将水源分接到永久避难硐室、各采掘工作面和采区避灾路线上敷设有供水管路，压风自救装臵处和供压气阀门附近应安装供水阀门。并在各管路沿线每隔100m设臵有管径为50mm或25mm的支管和阀门（三通阀门），供井下消防及冲洗巷道使用。采煤工作面机巷每隔50m设臵了支管和阀门，该系统运行正常。

六、通信联络系统

我矿调度室内安设有MF-864型矿用数字程控调度交换机一台，容量80门，主要供井下和地面各生产部门使用，与电信局交换机之间设两对中继线。井下绞车房、井底车场、运输调度室、井下中央变电所、水泵房、主要机电设备硐室、采掘工作面和紧急避险设施内已安设有本质安全型直通矿调度室的电话机；地面主通风机房、瓦斯抽放泵站、井口检身室等处安设有生产调度电话。

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第六章 标准化建设

我矿严格按照《四川省煤矿安全质量标准化考核评级办法》要求开展煤矿安全质量标准化工作。始终坚持“安全第一，预防为主，综合治理”的安全生产方针，坚持以人为本的安全管理理念，按照安全发展的科学发展观和构建和谐社会的要求，通过实施安全质量标准化工作，强化煤矿安全生产法律意识和责任意识，切实加强煤矿安全生产基础工作，规范煤矿安全生产行为，全面提升煤矿安全生产管理水平，促进煤矿安全生产状况持续稳定好转。

我矿在2007年完成了安全质量标准化三级企业验收；在2009年完成质量标准化二级企业验收产；2014年6月通过三级标准化验收合格；在标准化工作的延续方面，坚持毎月组织矿及领导和相关工程技术人员对标准化工作进行月考核，严格按照《标准》的要求对各类记录、软件资料和井下现场生产条件进行考核。发现问题及时组织人员进行整改。

第七章 通风瓦斯管理

一、瓦斯系统管理 （一）人员配备

矿井制定有完善的通风瓦斯管理制度，由“一通三防”领导小组统一管理，具体由技术负责人负责“一通三防”工作，配备有11名瓦斯检查员、。

（二）设备配备

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配臵有光学瓦斯检测仪40台，便携式瓦斯检测仪70台，瓦斯传感器30台。

（三）监控系统及维护措施 1、监控系统

矿井装备KJ90NA型安全监控系统，主机2台，2h后备电源UPS2台，中心站有接地与防雷装臵和录音电话。井下分站安装地点与连接的传输电缆等基本符合要求。通过几年来的不断完善和提高，目前已经实现安全监控系统24h正常运行，并与县级监控平台联网。

2、监控系统维护管理

矿井配备培训合格的瓦斯监控系统专职维修电工1人，负责瓦斯监控系统的安装使用和维护管理；井下各类传感器的调校由安平达公司负责。

二、通风、瓦斯日常管理

1、严格按《规程》规定配备采掘工作面、硐室及其他通风地点的风量，经常根据生产需要调整系统风量，保障矿井正常通风。

2、严格按《规程》要求安装、使用局部通风机。

（1）压入式局部通风机和启动装臵，必须安设在进风巷道中，距回风口不得小于20m，风机处的全风压风量不得小于风机的吸入风量，以免发生循环风。

（2）使用抗静电、阻燃风筒，风筒口到掘进工作面的距离符合掘进作业规定，风筒接头严密，吊挂平直，逢环必挂，拐弯处设弯头。

（3）局部通风机实行“风瓦电闭锁”，当局部通风机停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时，能当即切断局部通风机供风巷道中的一

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切电源。

（4）杜绝随意停开局部通风机现象，保证掘进工作面用风需要，因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员切断电源。

（5）恢复通风前，必须检查局部通风机及其开关地点附近10米以内风流中的瓦斯，只有瓦斯浓度低于0.5%时，方可人工启动局部通风机。

3、严格主要通风机的管理和使用，满足矿井通风系统需要。 （1）主要通风机必须保证经常运转。

（2）保证备用通风机和备用电动机正常，必须能在10分钟内开动。

（3）每月由机电工检查一次主要扇风机。

（4）改变主要通风机转动或叶片安装角度，必须报矿长批准。 （5）主要通风机因检修，停电或其它原因停风时，必须制定停风措施，报矿长批准。主要通风机停止运转时，因停风受影响的地点，必须立即停止工作，切断电源，工作人员先撤到进风巷中，并由矿长根据停风后的具体情况，决定是否停止生产，工作人员是否全部撤出。

（6）主要通风机在停风期间，必须打开井口防爆门和有关风门，以便充分利用自然通风。

4、加强瓦斯管理，预防瓦斯事故。

（1）按《规程》要求，配备足够的瓦斯检查人员，坚持持证上岗。

（2）加强瓦斯检查人员的管理，杜绝空班漏检，做到瓦斯报表、检查牌板、记录“三对口”，瓦检员做到井下指定地点交班，并做好

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交接班记录。瓦斯报表每日报矿长，技术负责人审阅。

（3）采掘工作面爆破作业严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制度”。

（4）对瓦斯涌出异常地点，加强管理，派专职瓦斯检查人员监督，及时汇报并处理。

（5）临时停工地点，不得停风，否则做到断电撤人，设臵栅栏，警示牌，禁止人员进入，并向调度室汇报。严格禁止在停风瓦斯超限区域内维修机电设备或回收设备等工作。

（6）严格按《规程》要求处理瓦斯积聚和进行瓦斯排放工作。 （7）加强矿井安全监测系统的管理，严格按照《规程》要求使用和维护，由专职瓦斯监测队伍负责矿井安全监测工作。

（8）管理人员下井经常抽查瓦斯，并查阅“一炮三检”记录和瓦斯记录牌，及时处理查出的问题。

（9）井下检修电器，必须先检查瓦斯，浓度符合《规程》要求，方可进行工作，并严禁带电作业。

5、加强井下防火和电器设备管理，杜绝电器设备失爆，消灭引爆火源，设备入井先进行入井防爆检查，不防爆设备严禁入井；井下明火作业，必须制定符合《规程》的安全措施，并严格执行审批制度，履行审批手续，按措施组织施工。

6、瓦斯排放措施

（1）参加瓦斯排放人员要认真学习排放措施。首先做好责任分工，值班矿长负责现场排放瓦斯的全面指挥工作，班组长、安全员、瓦检员、电工及其他排放人员必须负责本岗位的工作。

（2）排放瓦斯时井下现场由值班矿长任现场负责人，班组长负

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责联系通知有影响范围内的人员撤离，并派人站岗，电工负责对影响范围内停电，并在排放瓦斯时负责局部通风机开停，排放由班组长、安全员和瓦斯员（2名）进行，如需进入巷道内时必须戴自救器。

（3）排放瓦斯时，供风风机应安设在巷道内进风流中，距回风口距离大于10米处。排放之前先打开巷道内的控风风门，增加排放瓦斯巷道进回风侧的风量以稀释排出的瓦斯。

（4）在排放瓦斯巷道回风口放臵一台便携式瓦斯检测仪。监测排放瓦斯时回风流中的瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到1.5﹪时，必须控制向巷道内的送风量，只有在回风流中瓦斯浓度降到1.5﹪以下时才能再向巷道内供风排放瓦斯。

（5）在排放瓦斯前必须对掘进工作面及回风流影响围内的电器设备进行停电。

（6）只有在恢复通风的巷道内风流中瓦斯浓度不超过1.0﹪，和二氧化碳浓度不超过1.5﹪时，方可人工恢复巷道内的电器设备供电。

（7）排放瓦斯的地点必须有直通地面调度设的通迅电话。 （8）排放前30分钟，班组长必须安排人员将排放瓦斯风流经过的地点及其影响范围的人员全部撤出并在能进入回风巷道的进风口设臵警戒岗禁止人员进入回风巷内。

（9）负责停电、撤人、站岗的人员必须认真负责，严禁弄虚作假，脱岗，漏岗等。

（10）现场负责人在排放前确认已停电、撤人、站好岗后，由瓦检员检查局部通风机及开关附近20米范围内风流中瓦斯浓度不

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超过0.5%，现场负责人下令排放，方可启动局部通风机排放瓦斯。

（11）严格掌握限量排放，严禁局部通风机发生“循环风”和采用“一风吹”，等违章排放方法。

（12）瓦斯排放完毕，经过检查排放区和回风流的瓦斯浓度不超过《煤矿安全规程》规定后，由电工对排放区的电器设备进行检查，证实完好防爆后，方可人工恢复局部通风机供风和巷道中的一切电器设备的供电，及时上报值班室，岗哨可以撤离。

（13）排放瓦斯后，应将风筒按标准吊挂好。 三、放炮时瓦斯管理

放炮时必须严格执行“一炮三检”制度，爆破点20米附近瓦斯低于1%方可爆破；在爆破时必须保证爆破点的通风正常，严禁关风机、取风筒爆破。爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦检员、和班组长必须首先巡视爆破地点、检查通风、瓦斯等情况。如有危险情况必须立即处理。

四、瓦斯报告制度

瓦斯检查员必须每班按规定对井下各瓦斯检测点进行瓦斯检查，作好瓦斯检查手册，并认真填写好牌版，并将瓦斯检查情况写在瓦斯公示牌，并做好瓦斯检查记录。矿长及技术负责人必须对瓦斯检查记录进行审核并签字。

五、瓦斯超限报警处理措施

1、矿井总回风或一翼回风瓦斯或CO2超过0.75%时必须查明原因进行处理

2、采掘工作面及其他地点风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止用电煤钻打眼；爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1%

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时严禁爆破。

3、采掘工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20米范围内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。

4、采掘工作面及其巷道内，体积大于0.5m的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20米内必须停止作业，撤出人员，切断电源进行处理。

5、因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以时方可通电开动。

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第八章 水患专项治理方案

第一节 矿井充水因素分析

矿区含煤岩系为二叠系上统龙潭组(P2l)隔水层，其上为二叠系上统长兴组（P2c）岩溶裂隙含水层，其下为二叠系下统茅口组(P1m)岩溶强含水层，因此，矿井充水源主要为顶板长兴灰岩、底板茅口灰岩和浅部老窑积水。由于矿井位于石亮河次级水文地质单元的侵蚀基面以上，开采浅部煤层，煤系地层浅部风化裂隙发育，大气降水通过风化裂隙及塌陷裂隙渗入井下，井巷地下水为顶板砂岩裂隙滴水和浅部采空区渗水，矿井涌水量受大气降水影响明显，降雨后24小时，矿井涌水量明显增加。矿井采用平硐开拓，矿井水自流出井。

第二节 水患治理方案

一、井下防治水

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1、坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的原则，成立专职探放水领导机构。

2、加强对全体矿工的安全知识培训，熟练掌握透水征兆，熟悉各种避灾路线。加强对煤层底板水的探测，做到“探、防、堵、疏、排”的原则。引进先进的探水探测仪器，对顶底板、断层水进行探测。

3、加强排水设备的日常检修，确保排水设备工作及备用比例，达到规程要求，水仓及时清挖。

4、建立建全矿井水文动态观测制度，做到早发现、早预防。 5、采取一切手段搜集和调查矿井范围内老空、老窑和生活小井的开采层位、范围、积水情况，并提出防范措施。

6、对水压大有突水威胁的采掘地段必须进行疏水降压或超前预注浆加固底板，由带压开采变为减压开采或堵载水源，加固底板隔水层，人工改变地下水的水文地质条件，达到安全生产的目的。

7、对矿井含水层与隔水层、积水区数量、位臵、厚度、岩性等，准确无误及时地填绘到图纸上。

8、建立水害预测预报制度，掌握矿井和相邻矿井水害隐患并建立档案，做好各类防治水台帐。

二、探放水原则

为认真贯彻执行《煤矿防治水工作条例》，我矿在井下防水方面专门成了一支探放水队伍，该队伍由矿技术负责人主管，具体实施工作由地测防治水组长负责，下设有地测、机电、安全等科室人员组成的探放水队伍，且又从各掘进队各抽五名工作经验丰富的工人组成的探放水队伍。

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日常井下探放水具体落实工作由廖礼同志负责，负责管好探放水日报、班报表及探放水台帐。探放水日报、班报及探放水台帐，由矿技负责人审批有效。

三、 探放水要求

1、必须坚持“有掘必探，先探后掘”的探水原则。

2、水文地质条件复杂存在水害威胁或接近积水区掘进时，在掘进前必须分析水文地质条件，打好超前探水钻孔，防止突然出水造成事故。

3、放水钻孔必须严格按照《煤矿安全规程》及有关规定的施工要求和程序进行。

4、对小窑、老空充水地段、充水旧巷、导水断层，未封好的钻孔等必须制定探水警戒线，并准确绘制在采掘工程平面图上。凡开拓掘进巷道到警戒线时必须先探后进。

5、本矿在煤层内原则上不得探高压充水断层，如确实需要，可先建防水闸墙并在闸墙外向内探水。

（1）探放老空水

在采掘工程平面图上标明积水区及其最低点的具体位臵和积水外缘标高。并外推60m作为积水老空水的警戒线。在工作面进入积水警戒线后，必须超前探水，并在距实际积水区边界30m处停止掘进，进行打钻放水。在确认积水已被基本放净后才允许继续掘进。

（2）探断层水

巷道通过导水或可能导水断层前必须进行超前探水，探水线至断层交面线的最水距离不得小于20m。

（3）在进行探放水作业时必须严格执行以下措施：

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1、碛头向前施工时，必须严格按照制定标准打好探水钻孔，未施工探水钻或探水外围控制线不够，碛头不得向前延伸；

2、探水钻孔的布臵严格按照探水钻孔平剖面布臵图进行； 3、在打眼过程中若遇淋水涌水量突然增大，或水压增大时，必须立即停止打眼作业，但不得拨出钻杆；碛头内的人员立即撤出，并保持排水设备的正常运行，直至水压和水量减小时才能恢复作业。

4、探水钻孔的外围控制线不得减少，只能增大。

第九章 矿井顶板管理

第一节 支护现状

矿井主运输巷和主要回风巷均布臵在煤层底板的茅口灰岩层中，采用喷浆方式进行支护。采区运输巷、工作面回风巷为半煤巷掘进，支护方式为“工”字钢架厢支护。采煤工作面及工作面顺槽采用单体液压支柱配金属绞梁进行支护。

第二节 顶板管理措施及制度

一、成立顶板专项治理领导组 组 长：周昌国（矿 长） 副组长：赵文彬（技术负责人）、

成 员：陈云刚（生产副矿长）、朱启江（安全副矿长）、罗文

章（安全员）勾世强（安全员）罗文昌（安全员）、罗 江（通风副总）王志永（瓦检员） 二、建立健全完善的监督管理机制

1、矿级领导、安监部长及安全员对矿井顶板进行全面管理，实

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行跟班作业，跟班时要对敲邦问顶制度的落实、前探梁临时支护的处理、金属支架的架设、锚喷支护的全过程进行跟踪，发现隐患及时处理。工作不得流于开形式，不走过场，发现隐患时未得到处理不得离开现场，若出现安全或质量事故必须追查当班带班领导、安全员的责任。

2、各作业点带班班长对自己的作业区域顶板管理具体负责，具体落实敲邦问顶制度、前探梁临时支护的处理、金属支架的架设、锚喷支护等具体操作。接受带班领导、安全员及当班瓦检员、放炮员的监督，必须彻底消灭安全隐患。在工作中出现粗心大意、存在侥幸心理，或不执行安全措指令等必须严肃处理。

3、各作业点瓦检员、放炮员除干好自己的本职工作外，还必须对自己所管区域顶板进行蹲点具体监督，发现隐患督促当班班组及时消除，否则追查当班现场管理人员的责任。

4、每月底由技术负责人通知有关人员召开针对顶板管理的技术分析会，从技术角度优化顶板管理方案。

三、顶板整治的具体措施

1、各作业必须严格执行敲邦问制度，配齐单头、钢条等刁放岩石的专用工具；

2、各作业点配齐不少于5根临时支柱，堆放地点距作业点超过20m。搞好前探梁等临时支护措施，严禁空顶作业。

3、对巷道进行架厢支护时，支架间距不得超过0.8米，最后1架支架距碛头的距离不得超过1米，架设支架时必须落到实底，邦顶必须背紧背牢。

4、采用锚喷支护的巷道，锚杆长度不少2米、直径不小于18mm；

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锚网采用6mm的冷轧丝制成，网格为10 cm。在进行锚网时，锚杆间距为0.5m，排距0.8m，锚杆与巷道轮廓线呈70～90°，锚网搭接长度不少于10 cm。喷浆厚度不小10cm。采用素喷支护的巷道，喷浆厚度不小于5cm。

5、对已架设好金属支架的巷道进行喷浆支护时，应采取以下措施：

（1）金属支架间的邦顶要用锚网进行背接。 （2）金属棚梁及棚腿间加设连接筋。 （3）喷浆厚度以覆盖金属支架为准。

6、在进行支架撤换时，顺序由外向里进行，对被撤换的临近支架事先进行架固，必要时还须打顶柱临时支护措施。支架撤换工作未结束不得从事其他作业。

7、加强放炮作业时的顶板管理：

（1）在放炮前必须附近10米的巷道支架进行1次全面加固，灰岩巷道须对顶板进行全面的清刁。

（2）采用分次装药分次起爆措施，减少放炮冲击波对巷道顶板震动和对支架的影响。

（3）放炮后崩倒的支架及时修复，顺序由外向内逐架进行，支架未处理完毕不得从事其他作业。

（4）放炮后在恢复支架的同时，还须严格执行敲邦问顶制度，搞好临时支护措施，严禁空顶作业。

（5）放炮后，炮烟未散尽不得进入作业区域。

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第十章 矿井灾害预防措施

瓦斯、顶板、水灾、火灾、粉尘、运输、机电、放炮是煤矿主要灾害，随时困扰着矿井的安全生产，威胁着员工的生命安全，为认真贯彻执行“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针，达到防灾减灾目的，根据《煤矿安全规程》等文件要求，制定了矿井灾害预防措施如下：

第一节 瓦斯事故预防

一、矿井主要进回风巷的通风管理

矿井进回风巷有足够的断面，减少通风阻力，满足各风地点的风量。

二、加强独头巷的通风管理。

1、局部通风机的管理由当班瓦检员进行管理，严禁随意停开，若因检修或停电原因停开必须立即撤出工作人员，切断电源，打上栅栏，并挂上严禁入内的警示牌。

2、局部通风机和启动开关的安设必须在进风流中，距碛头回风口的距离不少于10m，局部通风机附近10 m内风流中的瓦斯浓度不得超过0.5%，且不得有循环风。

3、风筒口距碛头的距离不得超过5 m，风筒不得脱节，吊挂平直，接头严实，无破损，拐弯设弯头。

4、局部通风机必须完善风瓦电闭锁装臵。

5、向碛头供风的局部通风机必须是双风机，双电源，当其中1台出现故障时另外1台能自动切换。

三、加强主要通风机风机的管理

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1、主要通风机风机实行24小时专人管理，当主要通风机风机因停电或检修停止运转时备用风机必须在10min内启动。

2、主要通风机风机停止运转时，井下所有人员必须立即撤至全风压巷道内休息待命或撤至地面，同时切断井下所有电源。

3、主要通风机司机要做好运行记录，每1小时登记1次，发现异常情况及时汇报，电工得到处理指令时须及时处理。

4、电工须每周对主要通风机进行1次全面检查，发理问题及时处理。

四、加强通风设施管理

1、密闭封闭墙必须用砂浆进行砌筑，厚度不少于0.6m，同时做观测孔，有水的地方还需做返水池或返水槽。

2、主控风门或调节风窗不得单道设臵，至少2道为一组，风门或风窗间必须联锁，并安设语音报警系统。

3、矿车或行人通过风门或风窗后，必须立即关闭，避免风流产生短路。

五、搞好日常的瓦斯检查管理

1、井下每个作业点配备1名专职瓦检员，矿井每班次至少配备1名巡检员。

2、每个作业点每班次至少检查3次瓦斯浓度，矿井总回风、采区一翼回风、机电硐室或临时配电点每班次至少检查1次，临时停工地点每班次至少检查1次；杜绝空班漏检、少检及假检现象产生。瓦检员在进行瓦斯检查时必须做到牌板、记录手册及瓦斯报表“三对口”；矿长及技术负责人每天对瓦斯报表进行审阅。

3、采掘作业点必须坚持“一炮三检”和“三人联锁放炮” 制。

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六、积极采取措施防止瓦斯积聚： （一）加强通风

加强通风是防止瓦斯积聚的最有效的方法之一，通风系统合理避免角联通风，采用分区通风；采掘作业点要有足够的风量。

（二）时常检查井下通风情况和瓦斯浓度

1、工作面的风流控制可靠，通风巷道随时保持到设计断面， 2、各作业点必须安设瓦斯监测控系统及瓦检员随时进行瓦斯检查，瓦斯超限必须及时处理。

3、监测监控系统安设要求：若采用了串联通风距串入点3～5米安设1个瓦斯探头并形成瓦电闭锁，断电值设定为0.5%；距掘进碛头不超过5米安设第一个瓦斯探头，距碛头回风口10～15米安设第二个瓦斯探头，两个探头均形成瓦电闭锁，瓦斯断电值设定为1%。采面安设：距采面上出口10～ 15米回风巷内安设第一个瓦斯探头，采面回风巷内距进入采区专用回风巷10～ 15米安设第二个探头，两个探头均形成瓦电闭锁，瓦斯断电值设定为1%。采煤工作面上隅角安设第三个瓦斯探头或设臵便携式瓦斯报警仪。

4、瓦斯或二氧化碳浓度超限处理：

（1）矿井总回风或一翼回风瓦斯或CO2超过0.75%时必须查明原因进行处理。

（2）采掘工作面及其他地点风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止用电煤钻打眼；爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1%时严禁爆破。

（3）采掘工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20米范围内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工

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作，切断电源，撤出人员进行处理。

（4）采掘工作面及其巷道内，体积大于0.5m的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20米内必须停止作业，撤出人员，切断电源进行处理。

（5）因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以时方可通电开动。

七、正确搞好独头巷道内的瓦斯排放

1、积聚区内的瓦斯浓度不超过1%，CO2不超过1.5%且局部通风机及开关附近10米范围内的瓦斯浓度不超过0.5%时，可采取人工启动局部通风机进行瓦斯排放。

2、积聚区内瓦斯浓度1%～3%，CO2浓度1.5%～3%时必须控制风流排放瓦斯，安全员、瓦检员、电工必须在现场采取控制风流措施。

3、积聚区内瓦斯浓度超过3%时必须制定专门排放瓦斯措施并报矿技术负责人批准。

4、采区回风系统内必须停电撤人，其他地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。

5、只有在恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度不超过1%，CO2浓度不超过1.5%时，方可人工恢复局部通风机供风巷道内的电气设备的供电和采区回风系统的供电。

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第二节 顶板事故预防

一、严格敲帮问顶制度，严禁空顶作业。作业前每班长必须先检查顶板情况，顶板未处理完毕，不得从事其他作业。作业中随时观察顶板动态情况，发现问题及时处理。

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二、采用金属支架支护的掘进巷道支架距碛头的距离不得超过1米，支架距碛头间的巷道必须采取前探梁临时支护措施。

三、在灰岩巷道中施工时，放炮后对危岩及时刁尽，通过刁放不能处理的必须采取放炮处理后，才能从事其他作业。

四、巷道架设金属支架时，支架间距不得超过0.8米，前倾后仰不得超0.05米，金属棚梁上扬或下歪不得超过0.03米。支架帮壁及顶部必须用木材背紧背牢。在超过15°的巷道架厢支护时支架间必须设臵拉杆。

五、放炮前必须对作业点附近10米内的巷道支架进行加固，放炮后待炮烟吹散后才能进入作业点，对顶板破坏情况进行认真检查，对危岩及时清理干净，放炮崩倒的支架及时修复，顺序由外向内逐架进行，支架未修复前不得从事其他作业。

六、对已变形的巷道进行日常维修更换支架时，必须对附近巷支架进行加固，更换支架由近至远逐架进行，第1架支架未处理完毕不得从事其他支架的撤换工作，撤换支架时，还必须采用护身顶临时支护措施。

七、在进行危岩刁放时，必须批指定专人看护顶板，刁放人员在刁放时事先选择好退路，刁放时必须使用专用刁放工具，工具长度不得少于2米。

八、对巷道进行大修时，由矿技术负责人牵头制定专门的安全技术措施并贯彻学习后方可实施。

第三节 水灾事故预防

一、必须严格执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则。

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二、配备足够数量的探放水设备；建立探放水队伍，配齐不少于3名探放水人员。

三、搞好矿井水文地质调查，地下水动态观测、水害预报，并制定相应的“防、堵、疏、排、截”综合防治措施。

四、灰岩巷道掘进必须坚持“有掘必探，先探后掘”的原则，探水长度不得少于20米，并作好相关记录。

五、所有作业地点当发现以下情况时必须立即停止作业，撤出人员，并向矿领导汇报：工作地点出现挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水增大、水色发浑或有臭味等异状。

第四节 火灾事故预防

一、严禁烟火下井及易燃易爆物品下井。 二、井下电缆及风筒必须选用阻燃系统产品。

三、井下所有机电硐室及采掘临时配电点必须配备足够的灭火器及灭火砂厢。

四、井下各作业地点严格按要求布设消防供水管路，并定期对管路系统进行检查、维护管理。

第五节 粉尘防治

一、采掘作业点必采用湿式作业。

二、通风排尘及净化风流。采面风速控制在0.9～1.5m/s间，掘进工作面采用压入通风，风筒安设时风筒轴线与巷道平行。在巷道中安设喷雾器等造成水幕措施，形成的水幕要以罩完整个巷道断面为准。

三、放炮喷雾洒水降尘措施。

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四、装岩洒水措施。 五、冲洗岩帮降尘措施。

六、搞好个体防护。入井人员必坚持戴口罩。

第六节 提升运输事故的防治措施

一、防止提升事故的主要措施

1、矿井购买的提升设备具有“MA”标志、产品合格证，厂家具有煤矿产品安全标志证书、营业执照。提升设备安装完之后经过调试运行无误后方可投入使用。

2、加强提升系统的检修，对钢丝绳、绞车定期检查、维护，发现问题及时处理；对投入运行的设备，必须定期进行性能检查、安全检验检测。

3、提升巷道设臵下列装臵，并经常保持关闭状态，放车时方准打开，同时保证其信号、设施的齐全、完好：安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的防跑车和跑车防护装臵；平车场接近变坡点处安设阻车器，变坡点下方略大于一列车长度的地点设臵第一挡车拦，下部设臵第二道挡车拦；防跑车和跑车防护装臵做到监视灵敏、操纵灵活，挡车可靠，并定期检查、维修、试验；

4、设提升信号控制，并保证声光、信号齐全、完好。 5、操作绞车的人员必须是经过专业培训取得上岗资格证的人员。

6、运送物料时，开车前检查钢丝绳、牵引矿车数、各连接装臵等情况，如有不符合要求的，不得发出开车信号，同时严格执行“行车不人，行人不行车”制度。

8、严格按《操作规程》执行，提升煤、矸和运送材料、设备时

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严禁超载。

二、运输事故的防治措施 1、选择标准的轨型及道岔。

2、轨道铺设质量符合《安全质量标准化》的要求，使用中加强维护，定期检查，经常清理，要求无杂物、无浮煤、无积水。

3、巷道人行道、安全间隙宽度按设计尺寸施工，巷道壁保持平整。

4、人力推车时刻注意前方，一人一次只准推一辆矿车，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物，以及接近岔道、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，都发出警号。推车应匀速前进，严禁在矿车两侧推车，严禁放飞车，不准蹬坐车滑行。同方向推车时，两车的间距在坡度≤5‰不得小于10m，坡度＞5‰不得小于30m，巷道坡度＞7‰时，严禁人力推车。在前车停车时之前，要事先发出警号通知后面车辆。

5、定期检修矿车，并经常检查，发现隐患，及时处理。 6、加强职工安全教育，严禁违章操作。

第七节 电气事故预防

一、防止电火花事故的措施

1、矿井井下供电系统为中性点不接地系统，采用保护接地的方式。严禁由地面中性点直接接地的变压器或发电机直接向井下供电，井下电气设备正常不带电的金属外壳都应可靠接地。

2、井下不得带电检修、搬迁电气设备、检修或搬迁前，必须切断电源，并用同电源电压相适应的验电笔检验，检验无电后，必须检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度在1%以下时，方可进行导体对

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地放电，所有开关把手在切断电源时都应闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”牌，只有执行这项工作的人员，才有权取下此牌并送电，必须带电搬迁设备时，应制定安全措施，报矿技术负责人批准。

3、操作井下电气设备时，非专职或值班人员，不得擅自操作电气设备； 127V手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分，应有良好绝缘。

4、矿灯应保持完好，电线破损、灯锁失效、灯头密封不严、灯头圈松动、玻璃破裂等情况时，严禁发放，严禁使用矿灯人员拆开、敲打、撞击矿灯，矿灯必须装有可靠的短路保护装臵。

二、井下电气着火的防治措施

1、井下电缆选用矿用阻燃型电缆且必须满足电缆热稳定的要求。

2、井下无充油电气设备。

3、井下各配电（所）硐室低压配电装臵，均选用高分断能力、快速动作的断路器；此外低压配电系统均设有安全可靠的继电保护及检漏保护装臵，以确保电气故障的迅速排除。

4、井下各配电硐室和其他机电设备硐室均配臵足够数量的二氧化碳灭火器或干粉灭火器。

三、触电事故的防止措施

1、机电硐室入口处悬挂“非工作人员禁止入内”字样的警示牌；硐室内的设备分别编标明有用途、并有停送电的标志。

2、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。所有的开关闭锁装臵均能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有专职工作人员才有权

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取下此牌送电。

3、定期对主要电气设备绝缘电阻、固定敷设电缆的绝缘、移动式电气设备的橡套电缆绝缘、高压电缆的泄漏和耐压试验、使用中的防爆电气设备的防爆性能、配电系统继电保护装臵整定进行检查；定期测定接地电网接地电阻值，并测定新安装的电气设备绝缘电阻和接地电阻。

4、井下电气设备设臵保护接地并构成一个总的接地系统，系统内任何一点的接地电阻值不大于2Ω。

5、在容易碰到、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分均加装防护罩、遮拦等措施。

6、操作高压电气设备主回路时，操作人员必须带绝缘手套，并穿电工绝缘靴或在绝缘台上；手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分有良好的绝缘。

第八节 放炮事故预防

一、采掘工作面的放炮工作应由取得放炮资质的人员担任； 二、炸药选用三级煤矿允用炸药，雷管选用毫秒延期或瞬发电雷管；

三、放炮距离的规定：在进风流中，爆破点与起爆点为直线段时，直线距离不得少于150米；爆破点与起爆点有转弯段时，直线距离不得少于100米。

四、放炮母线的铺设要避开电器和电缆，分开间距不得少于0.5米。铺设时，由爆破点向起爆点方向进行，放炮作业结束后，爆破母线前50m段应做到随放随收。

五、放炮员在进行引药装配时要避开电器设备、淋水，且在顶

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板完好地点进行操作。

六、当出现以下几种情况时，不得进行放炮作业：

（一）采掘工作面的控顶距不符合作业规程的规定，或者支架有损坏，或者伞檐超过规定；

（二）爆破点附近20米以内风流瓦斯浓度达到1.0%； （三）在爆破点20米以内矿车、未清除的煤、矸石或其他物体堵塞巷道断面1/3以上；

（四）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况。

七、严格执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”。 八、爆破点只准一次装药一次超爆，严禁一次装药分次超爆。 九、炮棍只准用木质或竹质炮棍。

十、处理拒爆、残爆时，必须在班长的指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班处理不完毕，当班放炮员必在现场向下一班放炮员交接清楚。处理拒爆必须按下列规定：

（一）由连接不良造成的拒爆，可重新连线起爆。

（二）在距拒爆炮眼0.3米以外另打眼与拒爆煤眼平行的新炮眼，重新装药起爆。

（三）严禁用镐刨从炮眼中取出原放臵的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残眼加深；严禁打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。

（四）处理拒爆的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。

（五）在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无

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关的工作。

十一、严禁在煤巷掘进回风巷及采面回风巷内放炮。

第九节 矿井避灾路线

一、发生瓦斯、煤尘爆炸及火灾事故的避灾路线 1、采煤工作面

11256采煤工作面:采煤工作面→工作面机巷→11256运输巷→五石门→主运输大巷→出井。

2、掘进工作面

（1）580水平灰岩回风平巷:掘进工作面→三石门车场→主运输大巷→出井。

（2）22252回风巷:掘进工作面→三石门提升下山车场→三石门提升巷→主运输大巷→出井。

二、发生水灾事故的避灾路线 1、采煤工作面

11256采煤工作面:工作面→工作面回风平巷→回风上山→出井。

2、掘进工作面

（1）580水平技改巷:掘进工作面→主井回风上山→出井。 （2）22252运输巷:掘进工作面→三石门回风上山→回风石门→三石门→主运输大巷→出井。

古蔺煤矿（西段）有限责任公司

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