矿井压风机运行维护保养管理

篇2：安装风机安全措施模版

因××巷道工作面瓦斯涌出量较大,原有一趟风筒不能满足工作面供风需求。根据通风科安排需要我队对××巷道再安装一部风机,为保证作业安全,特制定本措施。

一、工程作业量

1、吊挂风筒m;

2、电缆、开关。

二、回收顺序

回收皮带机胶带--回收皮带机机头部分--回收皮带机撑杆、托辊、h架--回收皮带机机尾部分--回收开关、电缆--设备装车。

三、回收方法及安全措施

(一)运输作业

作业方法:

运输皮带机头、机尾部件时我队用平车沿行人通道拉至坡顶绞车处后,用煤溜链连接绞车钢丝绳绳头拴在平车轴上,用马蹄环卡紧,一人在上山方向驾辕,平车下方及车场内严禁站人,然后开动绞车慢慢放下平车,直至到坡底。再沿行人通道、井底车场人工将设备拉运至支架组装硐室内行车处,行车司机开动行车将设备吊至准备好的车辆上,捆绑牢固。

危害因素:

1、设备装车后捆绑不牢固;2、运输作业时,1#皮带、行人通道、井底车场、支架组装硐室有人作业或停留;3、车辆停靠不稳;4、运输作业时人员站位不当;5、平车拉运时,重物从车上滚下;6、人员站在平车两侧或下坡方向;7、所拉吨位太大;8、绞车不完好;9、装车后设备捆绑不牢固;

安全措施

1、作业前检查绞车是否固定牢固、可靠。确定绞车技术特征并派技术熟练的司机操作。

2、绞车固定、轨道线路、信号、防跑车装置符合完好标准,方可使用。

3、作业前检查钢丝绳,不得有断股、接头,如有必须更换。

4、绞车司机必须持证上岗操作,集中精力,如发现负荷太大,声音异常时,必须停车处理。

5、作业完毕后,绞车钢丝绳必须收回滚筒,并排列整齐,将绞车开关停电闭锁。

6、进行运输作业时,皮带处及行人通道、井底车场、支架组装硐室运输路线上严禁有人停留或作业。运输作业时应避开上下班高峰期;运输时平车及钢丝绳两侧不得有人。

7、用小平车拉运大件设备时,要用双股8#铅丝将大件捆绑牢固,人员从有下滑趋势的反方向拉绳,并设专人监护。

8、拉运大件时,小平车两侧严禁站人;驾辕人员站在上山方向拉车,下坡方向严禁有人。

9、平车拉运设备时,确保刹车装置牢固可靠,并且装车设备重量不能超过1.5吨。拉车时,不少于3人驾车,0.8吨以下重物不少于6人拉,0.8吨以上重物不少于10人拉,拉皮带机头部件时人员不少于15人,拉车时人员用拴在车轴上的棕绳拉车(棕绳必须时完好的新绳,其直径不得小于30㎜)。

10、在井底车场运输作业时禁止与其他队组平行作业。

(二)回收皮带机胶带

作业方法:

皮带机胶带人工拖运到井底车场轨道处,用罐车装车运出。由作业人员在皮带接口处将皮带拆开,按顺序将皮带从皮带机头中拖出,人工拖运至轨道装车处。

安全措施:

1、皮带头每侧两人扛运拖拉皮带,后每隔5米每侧一人进行拖拉。

2、现场由专人统一指挥,各拖皮带机胶带人员相互协调配合好,匀速稳拖,不得猛拉猛拽。

3、回收皮带机胶带前,必须先将机头停电闭锁,防止回收作业过程中误操作伤人。

4、绞车司机要密切观察绞车负荷,发现异常,应立即停车进行处理。

5、回收胶带作业整个过程由专人指挥,作业人员要听从指挥,协调配合。

安全措施:

(三)回收皮带机撑杆、托辊、h架

作业方法:

回收皮带机的撑杆、托辊、h架时,先将上托辊拆下,然后开始分拆托辊架,下托辊、撑杆、h架等,拆下来的皮带中间部分人工扛运到井底车场内轨道处装车运出。

危害因素:

1、拆架时,撑杆落下伤人;2、装车时,车辆伤人。

安全措施:

1、拆分皮带架时,要由一人扶住横梁,防止意外落下伤人。

2、装车时要与运搬三队联系,严禁平行作业。

3、人工扛运撑杆、托辊、h架时,现场要有人员统一指挥。

4、拆卸托辊时,两人分别站在托辊两侧,配合着将托辊摘下并由一人拖出至装车地点。

5、作业人员要分工明确,协调一致,作业现场由跟班队干统一指挥。

(四)回收皮带机机头架

作业方法:

在机头处起吊时用5吨倒链,用专用起吊绳套将待拆卸设备捆绑牢固,挂在倒链钩上。拉动小链,使待拆卸设备吃劲。然后人员将电机、减速器、卸载架上的螺丝卸下,松开倒链,慢慢将设备放在地上。电机、减速器、卸载架、主动滚分别用平车拉至支架组装硐室内行车处装车。

危害因素:

1、松螺丝时,吊挂不紧,脱落伤人;2、卸螺丝时,用手指顶螺丝孔;3、绞车拖运过程中,钩头连接件不完好,造成脱钩伤人;4、拖运过程中,人员站位不合理,造成人员伤亡;5、拆解电机减速器、主动滚筒过程中,起吊梁支护不好,造成人员伤亡。

安全措施:

1、在拆卸电机、减速器、卸载架等设备的连接螺丝时,必须先用倒链吊住,再松螺丝,防止脱落伤人。

2、卸螺丝时,严禁将手指伸入螺丝孔,防止设备错位伤人。

3、在起吊时,严禁拆卸其它设备,严禁边起吊边拆卸。

4、利用绞车拖运时,作业人员要先检查钢丝绳及钩头、绳头、绳卡是否完好,严禁使用不完好连接件。

5、作业时,人员严禁站在被拖物件前方及钢丝绳两侧。

6、作业前要由专人对所使用的起吊梁进行全面的检查,确认无任何隐患后,方可进行起吊作业。

(五)回收皮带机储带仓侧架

作业方法:

四人扶住一片储带仓侧架(每头两人),一人用扳手将该储带仓侧架的螺丝松开,四人慢慢将储带仓侧架放倒。穿过刹杆(1200㎜×150㎜×50㎜),每头两人,人工将储带仓侧架沿行人通道抬运到井底车场装车位置进行装车。用同样方法将其余储带仓侧架回收完毕。

危害因素:

1、储带仓侧架倾倒伤人;2、抬运时,不同肩,放下时,口令不一致。

安全措施:

1、在拆卸储带仓侧架时,硬架两边必须有两人将硬架扶住,防止倾倒伤人。

2、储带仓侧架拆卸时,要拆完一片再拆另一片,严禁同时拆卸两架。

3、抬运时,用优质木板作抬杆,每端两人,同肩同步,放下时口令要一致。

(六)回收皮带机机尾

作业方法:

皮带机机尾拆分后各部件分别装至平车上,用平车运至支架组装硐室装车位置再装车。

1、拆装皮带机尾:回掉皮带机尾架上缓冲辊,由人工逐节拆掉机尾架间连接件。然后将各部件起吊装到平板车上装车运出。

安全措施:

1、抬运时,用优质刹杆作抬杆,每端两人,同肩同步,放下时口令要一致。

2、拆除设备部件时要严格按照机电中心下发的相关作业规程操作,严禁出蛮力硬干损坏设备。

3、在机尾各部件运输过程中,要做好必要的防护,并派专人全程重点监护。

(七)电气作业

作业方法:

回收电缆、开关等:开好停电票,停电后方可进行电缆、开关等电气设备的回收。

设备回收前将安装在行人通道内坡顶处的jd-11.4t绞车勾通电。

危害因素:

1、无计划停送电;2、误操作触电伤人;3、带电作业;4、拖运电缆不同肩,拐弯时,站在内侧。

安全措施:

1、拆电线时,必须到机电科开好停电票,然后停电作业。

2、无论在何处停送电作业都必须挂好停电警示牌,坚持“谁停电谁送电”。

3、严禁带电作业,杜绝作业过程中出现电火花。

4、拖运电缆过程中遇拐弯时,要有一到两名老工人专门负责拐角处电缆的拖运,同时拐角内侧严禁有人。

5、拖电缆时,作业人员要同肩,过交岔点、转弯处要用内肩吃力。

6、拖电缆过程中,一人负责喊号,所有作业人员听口号作业,同起、同放,步调一致。

7、安排回收电缆作业时,人员分配要合理。

(八)拖、拉、抬、扛、运作业

作业方法:

撑杆、托辊、h架、储带仓侧架等设备多人抬运装车;机头各部件、涨紧车、机尾等大件设备用平车拉运;电缆人工拖运。

危害因素:

1、人工扛运长货,伤及他人;2、抬运物料不同肩同步;3、抬运物料放下时口令不一致;4、绳套不完好;5、抬杆不规格,折断伤人;6、多人抬运,人员搭配不当;7、车场内有人作业或停留;8、与其它队组平行作业;9、设备装车后捆绑不牢固;10、运输作业时,7105运巷内运输路线上有人作业或停留;11、车辆停靠不稳。

安全措施:

1、人工进行拖、拉、抬、扛、运作业时,必须对沿途经过的路线及巷道支护情况,进行全面检查,发现问题及时处理,确保经过路线巷道畅通、支护完好。

2、运送较长物件时,物件上肩时,物件一端人员抬起后,另一端人员再抬起;下肩时,物件一端人员放下后,另一端人员方可放下。

3、从肩上放下物件前,要确保放置范围内没有人员停留或作业,并确保放下物件弹起不能伤害作业人员。

4、抬运过程中,两端作业人员要同肩,步调一致,人员身体要离开物件两头至少200mm。

5、抬运设备时,所有抬运作业所使用的绳套均为4分钢丝绳,绳头用三道绳卡一正一反打牢,绳卡间距不得小于200㎜;所用抬杆为采用3米长圆皮带撑杆或3米长直径不小于150㎜的优质圆木。使用刹杆规格不得小于1200㎜×150㎜×50㎜的优质刹杆。

6、多人抬运设备,现场由专人统一指挥,作业人员要做好自保和互保。

7、用杠抬运设备时,作业人员要相互配合,抬运工具必须牢固结实,物件捆绑可靠牢固。

8、多人用杠抬运设备,同一组中的作业人员身体素质应合理搭配;作业过程中经过风门时所有作业人员要相互协调配合好,防止挤伤人员。

9、多人抬运设备,作业人员脚部要离开设备正下方,随时注意设备落下后伤脚。

10、设备在支架组装硐室装车后要捆绑牢固。

11、在1#皮带、行人通道、井底车场内作业时,巷道内严禁有人,避开上下班高峰期作业。

13、行车由专职司机操作,无证人员严禁开机。

14、设备装车后,各部件不超宽,不超高,不偏重。

15、行车吊起设备后,人员要远离设备运行方向,严禁站在行车行进方向。

16、行车起吊设备时,人员严禁站在设备摆动方向,离开起吊设备至少10米。

17、行车起吊大件设备时,要注意一件件起吊,严禁两件设备同时起吊装车。

18、行车挂好设备后,作业人员撤到起吊物下方周围10米外,然后本队队干给行车司机发开车信号,并时刻监视设备的平衡情况和连接部位的受力情况,发现问题及时示意行车司机停车,进行处理。

19、行车起吊设备到达目的地后,找准重心,示意行车司机将设备缓缓地落在准备好的车上或地上,待设备稳定后,人员方可过去摘钩;若设备不稳或偏斜,指挥行车司机重新起吊,慢慢调整,在调整重心的过程中,作业人员只可远离车辆示意司机,不可靠近车辆。

20、在行车起吊设备运行过程中,严禁作业人员手扶设备一起行走。

(九)装车作业

危害因素:

1、与运搬三队平行作业;2、车辆支设不牢,跑车伤人;3、装车时,设备装偏,车辆倾倒伤人;4、设备堆放不整齐、不标准导致伤人。

安全措施:

1、设备装车要先检查所装车辆的完好情况,并将车辆前后用道木及双卡轨阻车器支挡牢固。

2、材料设备暂时不装车时,沿巷帮堆放好,距轨道不小于300mm,高度不大于1.2m,并且码放整齐,支设牢固。

3、材料设备装车后,各部件不超宽,不超高,不偏重,并且用8#铁丝双股把设备捆绑牢固结实。

4、人工徒手搬运小型设备时,必须小心谨慎,精力集中,防止意外伤人。

5、装车时除作业人员外,不得有其它人员在车辆周围,作业人员不得在车两侧及下坡侧停留。

6、在轨道巷装车时,要与运搬三队联系,两队不得平行作业。

(十)起吊作业

作业方法:

需要起吊的设备有:皮带机机头各部件、皮带机机尾、涨紧绞车等。在进行起吊作业时在机头、机尾处专用起吊锚杆上起吊。所有起吊作业必须使用专用起吊器具。

危害因素:

1、直接在支护锚杆上起吊;2、倒链吨位与设备重量不符;3、人员站位不对;4、起吊器具不完好、不标准;5、设备悬空、螺丝不紧固松开倒链伤人;6、拉小链人员站位不对,用力不当;7、起吊时,无人监护;8、斜坡起吊无防护措施;9、斜拉时,斜拉步距太大。

安全措施:

1、起吊设备前,首先要明确被起吊设备重量,合理选择倒链吨位和起吊位置,并先试吊两次,确认满足起吊要求时,方可正式起吊。

2、起吊时,严禁人员任何部位靠近起吊设备及其运行滑落趋势方向,更不得将身体任何部位探入其中,严禁在起吊点正下方站立,如起吊处有坡度,拉倒链人员要站在上坡侧,下坡侧严禁有人,人员要躲开设备滚脱趋势方向。

3、所有使用倒链起吊物件,倒链固定均采用专用起吊器具。所有起吊设备均用5分钢丝绳套,绳头一正一反打设5分绳卡不少于3副,绳卡间距不小于200㎜。

4、起吊物件悬空后,必须始终保持倒链吃劲,待物件支垫牢固,螺丝紧固齐全或吊挂牢固后方可慢慢松开倒链。

5、起吊物件时,作业人员必须站在起吊物件无滑落趋势的地点进行作业,拉小链要匀速稳拉,操作中注意观察周围支护情况,倒链与小链联接情况及各部受力状况,要稳拉稳放,严禁硬拉硬拽。其他人员远离起吊地点进行监护作业。

6、起吊时,严禁大幅度斜拉或摆动,每次斜拉步距不大于800mm,斜拉时作业人员要看准其运动趋势并保证有足够的躲避空间,不得随意靠近拖拽摆动的设备,严防起吊连接部位滑脱,设备在起吊时应尽量保持平衡。起吊过程中,如发现起吊不动或有卡阻现象时,先处理再起吊。起吊、斜拉大件设备时,物件滑落趋势方向严禁有人。

7、在斜坡起吊大件设备时,必须使用双股8#铅丝将物件拴于斜坡上方的钢带上,防止物件滚落伤人,物件在斜坡上停放时必须将物件支垫稳固,同时在物件滑落趋势的下方严禁有人。

8、使用倒链起吊物件时,倒链挂钩必须用8#铅丝封口,确保起吊作业时不脱钩;作业时,必须有专人监护物件、专用起吊站以及各部连接受力情况,发现问题及时处理。

篇3：矿井瓦斯防治技术安全措施

我国煤矿安全生产现状分析

在我国的能源工业中,煤炭占我国一次能源生产和消费结构中的70%左右,预计到2050年还将占50%以上。因此,煤炭在相当长的时期内仍将是我国的主要能源。当前我国煤矿安全生产状况不容乐观,安全生产体系并不完善,特别是煤矿生产更是矿难频发,形势严峻,煤矿安全问题成为构建社会主义和谐社会的极大障碍,是政府在新的行政过程中亟待解决的问题。下面我将从我国煤矿生产现状出发,对煤矿生产存在的主要问题进行了简单的分析和论述;基于此,对我国煤矿安全生产体系建立健全的过程中所应采取的对策措施作了初步的思考和探寻。

我国目前煤矿安全生产形势

我国95%的煤矿开采是地下作业。煤矿事故占工矿企业一次死亡10人以上特大事故的72.8%至89.6%(20**-2005年);煤矿企业一次死亡10人以上事故中,瓦斯事故占死亡人数的71%。煤矿所面临的重大灾害事故是相当严峻的,造成的损失是极其惨重的。

由于煤矿事故多,死亡人数多,造成了我国煤矿的百万吨死亡率一直居高不下。特别是煤矿重大及特大瓦斯(煤尘)灾害事故的频发,不但造成国家财产和公民生命的巨大损失,而且严重影响了我国的国际声誉。

实际上,这些瓦斯事故的发生不是偶然的,它是以往煤矿生产过程中存在问题的集中暴露,涉及许多方面。既有自然因素、科技投入和研究的不足,也有人为因素以及国家的体制、管理、经济政策,社会的传统观念,煤矿企业的文化素质等等。

我国煤矿生产存在的主要问题

总体上来看,我国煤矿生产正走着一条高投入、高耗能、低产出、低回报的粗放型的经济增长道路,安全问题特别突出,经常发生矿难事故,国家安全生产监督管理总局近日称:近年我国平均每7.4天发生一起特大煤矿事故,远远高出世界平均水平。细致来看,主要存在以下几个问题:

1、我国煤矿分布地质情况恶劣,灾害类型多,是造成事故的客观因素。

我国煤矿绝大多数是井工矿井,地质条件复杂,灾害类型多,分布面广,在世界各主要产煤国家中开采条件最差、灾害最严重。

①地质条件。在国有重点煤矿中,地质构造复杂或极其复杂的煤矿占36%,地质构造简单的煤矿占23%。据调查,大中型煤矿平均开采深度456米,采深大于600米的矿井产量占28.5%。小煤矿平均采深196米,采深超过300米的矿井产量占14.5%。

②瓦斯灾害。国有重点煤矿中,高瓦斯矿井占21.0%;煤与瓦斯突出矿井占21.3%;低瓦斯矿井占57.7%。地方国有煤矿和乡镇煤矿中,高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井占15%。随着开采深度的增加,瓦斯涌出量的增大,高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井的比例还会增加。

③水害。我国煤矿水文地质条件较为复杂。国有重点煤矿中,水文地质条件属于复杂或极复杂的矿井占27%,属于简单的矿井占34%。地方国有煤矿和乡镇煤矿中,水文地质条件属于复杂或极复杂的矿井占8.5%。我国煤矿水害普遍存在,大中型煤矿有500多个工作面受水害威胁。在近2万处小煤矿中,有突水危险的矿井900多处,占总数的4.6%。

④自然发火危害。我国具有自然发火危险的煤矿所占比例大、覆盖面广。大中型煤矿中,自然发火危险程度严重或较严重(ⅰ、ii、iii、ⅳ级)的煤矿占72.9%。国有重点煤矿中,具有自然发火危险的矿井占47.3%。小煤矿中,具有自然发火危险的矿井占85.3%。由于煤层自燃,我国每年损失煤炭资源2亿吨左右。

⑤煤尘灾害。我国煤矿具有煤尘爆炸危险的矿井普遍存在。全国煤矿中,具有煤尘爆炸危险的矿井占煤矿总数的60%以上,煤尘爆炸指数在45%以上的煤矿占16.3%。国有重点煤矿中具有煤尘爆炸危险性的煤矿占87.4%,其中具有强爆炸性的占60%以上。

⑥冲击地压。中国是世界上除德国、波兰以外煤矿冲击地压危害最严重的国家之一。大中型煤矿中具有冲击地压危险的煤矿47处,占5.16%。随着开采深度的增加,现有冲击地压矿井的冲击频率和强度在不断增加,还有少数无明显冲击地压的矿井也将逐渐显现出来。

2、煤矿生产的从业人员素质偏低

煤矿行业从业人员大多数是农民工,素质偏低,没有经过专业的生产技能培训和安全生产培训,大多也没有接受教高层次的教育,因而素质普遍偏低,安全生产意识薄弱,自救能力和自救意识不强,往往在生产过程中没有严格执行安全生产的相关规定,在发生突发事件后不知所措,不能有效的自救。

3、技术水平偏低

我国煤矿安全科研力量分散,产学研结合不紧密,人才流失严重,科研投入严重不足,研发基础设施落后,成果转化率低,安全基础理论、煤与瓦斯突出、瓦斯煤尘爆炸、矿井突水机理及主要灾害预防与控制技术等研究滞后,企业自主创新能力弱,尚未形成完善的煤矿安全科技支撑体系。

4、煤矿安全投入不足。

煤矿企业长期投入不足,安全欠账严重。根据2005年专家对54户重点煤矿企业会诊分析,仅国有重点煤矿安全欠账就高达689亿元,一些矿井防灾系统不健全,设备陈旧老化,安全装备落后。地方国有煤矿和乡镇煤矿安全欠账问题更为突出,安全保障水平低,抵御事故灾害的能力差。

5、政府监督严重缺位

煤矿行业虽然已经实现了市场化,符合经济发展大潮,但是完全的市场调节具有很大的盲目性、自发性、滞后性等市场自身无法克服的弱点和缺陷,这就需要政府的宏观调控,而煤矿安全事故频发很大程度上都归咎于地方政府职能的严重缺位,也即是说,政府对煤矿行业的宏观调控的力度不够大,方法不够科学,绩效不够明显。造成这种现象的主要原因是:不少地方政府仍以gdp的增长与否作为行政成效的评价标准,很多地方官员把gdp作为追求的目标,把煤矿企业创造的gdp作为提升晋级的基石,甘愿充当煤矿企业的保护伞。对煤矿企业的生产状况,安全状况视而不见,听之任之。即使在事故发生以后,对遇难者家属的慰问和补偿似乎总是“迟来的爱”。所以说某些地方政府职能的缺位也是我国煤矿安全生产体系脆弱和安全事故频发的一个重要原因。

煤矿安全生产体系建立健全的过程中所应采取的对策措施

当前,尽管煤矿安全生产形势严峻,但也存在许多有利条件:有建国几十年来培养起来的技术队伍,有经过多次修订的煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出细则等规程规定,有专业化的煤矿安全研究机构和有关的大专院校;许多大的煤矿企业还有自己的瓦斯防治机构,应该说做到控制瓦斯事故的频发是完全可能实现的。我国具有多年来实现安全生产的淮南和平顶山煤业集团公司,这些企业的技术及管理经验,对我们搞好煤矿安全生产是十分可贵的。为了扭转当前煤矿安全生产的状况,建立健全煤矿安全生产体系建议主要采取如下对策和措施:

1、对生产经营和煤矿行业从业人员进行严格的安全知识培训和考核[2]。

应当加大力度,宣讲近年来的灾害事故的实例、经验和教训,以提高一线从业人员的素质和水平,提高他们对灾害事故的预见性和发生事故时的应对处理能力。因为,一线从业人员的安全生产意识和自身素质能力如何,直接关系着安全生产能否顺利进行;所以进行培训和考核是必要的。

由于大多数的煤矿从业人员没有专门的生产知识,没有接受高层次的教育,因而普遍缺乏安全生产技能,那么对这部分人进行安全生产技能的培训同样是必需的,使所有的从业人员只有基本上具备了安全生产知识和事故险情发生后逃生自救的能力,具备常规事故的处理能力和临危不乱、遇变不惊的心理承受能力,才能拥有从业资格,准予上岗,这对于解决煤矿安全生产问题和提高煤矿抵御事故能力是行之有效

2、加强科研工作力度,提高安全生产的技术水平,建立健全本质安全化的生产体系。

我国安全管理水平不断加强,煤炭开采技术水平不断提高,但是,煤矿重大瓦斯事故仍然时有发生。产生这些事故的直接原因是我国煤层瓦斯富集条件的复杂性,原有安全技术及理论基础已难以适应当前煤矿安全高效生产的迫切需求。因此,应当进一步加强科研工作力度,特别是应当针对当前开采条件进行研究,以便为建立本质安全化的生产系统奠定基础。对高瓦斯和瓦斯突出矿井应当制订特殊政策,采取特殊措施,以利于健康发展[3]。

3、加强安全监督检查。

事实上,只要管理者措施得力,监督得法,大多数的矿难是可以避免的或者说大多数矿难的损失是可以控制和被最小化的,因此有关部门的监督是至关重要的。“煤矿资源的不可再生性、煤炭工业的重要性和煤矿生产劳动的极度危险性,都要求有关部门在可持续煤炭发展中发挥重要作用,承担起义不容辞的公共责任。”

有关部门要积极推进“科技含量高,经济效益好,资源消耗低,环境污染少,人力资源优势得到充分发挥的新型工业化道路”的进程,加快建立社会主义和谐社会,鼓励吸收社会资本入股以充实大煤矿集团实力,增强我国煤矿行业的核心竞争力,并鼓励大煤矿集团大煤矿企业参与国际竞争,有关对大企业大集团走向世界提供必要的政治、外交支持,通过外交谈判、政治对话等方式争取更广阔的生产基地和新的矿源,政府要适当提高煤矿行业的门槛,不具备安全生产条件的个人和企业不让进入,对安全措施不完善的企业要责令整改,对不具备安全生产能力的企业要坚决取缔,对个别企业胡干乱干的行为要坚决纠正,对违反安全生产法规条令的行为要坚决制止、严厉打击。并且不定时地组织进行抽样调查,对企业的安全设施进行认真检查和评估,并监督和鼓励企业更新生产设备、提高煤矿的安全生产能力。

1.3国外煤矿安全生产现状分析

由于世界各国的煤矿分布情况的不同,煤矿安全生产的技术水平、机械化水平、安全生产的法规各不相同,所以也造成了各国的的煤矿安全生产现状各不相同。下面着重介绍美国和澳大利亚的煤矿安全生产现状。

1.3.1美国的煤矿安全生产现状分析

年度非煤矿山煤矿合计**30427220**402767图1-11990年~20**年美国煤矿及非煤矿山生产事故死亡人数

上表为1990年~20**年美国煤矿及非煤矿山生产事故死亡人数作为世界主要产煤大国之一,美国也曾经历过安全状况恶化、伤亡事故严重的年代。20世纪前30年,美国煤矿每年平均事故死亡2000多人;进入20世纪90年代后,伤亡人数才迅速减少;1990年死亡66人;2000年死亡40人。最近20多年来煤矿安全状况得到明显改善;近年来,每年由各种原因导致的死亡人数只有40人左右。从国际上公认的安全生产指标百万吨死亡率来看,美国的这一指标已下降到0.035左右。

近百年来的美国煤矿业,经历了从事故多发到加强立法和监管、提高煤炭业的市场配置化程度,最终安全状况明显改善而生产效率仍然稳步提升的过程。

那么美国通过了哪些措施来改善了煤矿的安全生产呢

⑴立法为先

美国煤矿业也是经历了一个从事故多发到加强立法和管理、最终进入安全生产时期的过程。美国煤矿生产事故多发期是在生产技术和管理都比较落后的19世纪后期和20世纪初期。当时,美国每年有数千人死于煤矿事故。最严重的是1907年,死亡总人数达3242人。严重的煤矿事故频频发生促使美国国会和政府采取坚决措施加强安全管理。围绕煤矿生产美国先后制定了10多部法律,安全标准越来越高。其中最重要的是1977年制定的联邦矿业安全和健康法,对所有矿业生产进行了全面和严格的规定。原来的矿业局改为矿山安全和卫生署,转由劳工部管辖。这一法律的出台标志着美国煤矿业生产从此走上事故低发率的新阶段:到20世纪70年代,死亡人数下降到千人以下;1990年-2000年,美国共生产商品煤104亿吨,仅死亡492人,平均百万吨死亡率为0.0473;在安全状况最好的1998年,共产商品煤10.18亿吨,仅死亡29人,百万吨死亡率为0.028;1993年-2000年的八年间,整个煤炭行业没有发生过一起死亡三人以上的事故。

在美国,国家资源委员会负责控制煤炭资源的使用,内政部土地管理局负责煤炭资源的租借。美国资源管理实施办法规定,对联邦公有土地煤炭资源实施租借方式,对煤炭资源已勘探清楚并进行了资源评价的矿区,采用招标方式确定开采者;对煤炭资源尚未探明及未进行资源评价的矿区,实行勘探和开采优先的办法。

此外,美国对煤炭资源价格的确定是在资源评估的基础上进行的,主要内容包括煤炭资源储量、煤质、最大的经济回收率、煤炭开采难易程度和开采成本,以及地产价值、银行利率等。

(2)安监机构的独立性且执法非常严格

美国政府一直强调煤矿安全监察管理机构的独立性。有关法律规定,煤矿安全监察员与煤矿无任何隶属关系,他们必须具备煤矿和现场工程师的资格,每年到安全培训学院轮训一周。各地的联邦安全检查员,每两年也必须轮换对调。任何煤矿发生三人以上的死亡事故,当地的联邦及州政府安全监察员不得参与该事故的调查与处理,而须由联邦从外地调派安全监察员进行事故调查。

同时,美国煤矿安全部门执法非常严格,矿主也遵守法律,严格按照安全操作规程办事,从而确保了煤矿生产安全。美国煤矿安全部门对唯利是图、违反规定生产的矿主惩罚严厉。针对不会导致重大人员伤亡的一般性违反规定行为,政府督察员每次每项罚款可达5.5万美元。曾经违反规定并承诺改正、但不守信用的矿主则将被加重处罚。

从对美国的煤矿安全生产现状的分析,我国也应该加强立法,加大执法力度等来减少煤矿生产的死亡人数。

澳大利亚的煤矿安全现状分析

澳大利亚的矿山生产死亡人数很低,保持在20人左右,且工伤次数呈逐年减少的趋势,这跟该国对矿山救护车的研究有很大的关系。研究该车的目的是改善井下矿工的自救能力。该救护车应能在特别严酷的情况下进行工作,包括在含氧少和高浓度瓦斯环境下进行工作,此车内应有瓦斯监控和检测设备及紧急通讯设施。下表为澳大利亚1991年—20**年矿山死亡人数及伤害次数:

财政年度死亡人数工伤次数1991——————————20**142050图1-2澳大利亚1991年—20**年矿山死亡人数及伤害次数

由上面对澳大利亚煤矿安全生产现状的介绍,我们了解到提高煤矿生产的技术水平也是有效控制煤矿生产死亡人数及伤害次数的一个非常有效的措施。

煤矿瓦斯抽放方法以及引起事故危险因素的分析

抽放瓦斯方法分类

抽放瓦斯的分类方式和方法多种多样,目前尚无统一的标准。通常按以下三种方法进行分类。

1、按抽放瓦斯的来源分类

按抽放瓦斯的来源分为:

1)开采层(本煤层)抽放瓦斯;

2)邻近层抽放瓦斯;

3)采空区抽放瓦斯。

2、按抽放与采掘的时间分类

按抽放与采掘的时间关系可分为:

1)采前抽放(也称为预抽);

2)采中抽放(也称边抽,包括边采边抽和边掘边抽);

3)采后抽放(也趁旧区抽放)。

3、按施工工艺和手段分类

按施工工艺和手段可分为:

1)巷道抽放法;

2)钻孔抽放法;

3)巷道、钻孔混合抽放法。

瓦斯抽放方法虽然有以上不同分类方法和不同种类,但在现场实际应用时,往往是互相结合、综合使用,无法截然分开的。如,本煤层抽放中包括巷道预抽法、钻孔预抽法及边抽(掘)法等;同时,钻孔抽放法又应用于本煤层抽放、邻近层抽放及预抽、边抽等。

2.1.1开采煤层的瓦斯抽放分析

开采煤层的瓦斯抽放,是在煤层开采之前或采掘的同时,用钻孔或巷道进行该煤层的抽放工作。煤层回采前的抽放属于未卸压抽放,在受到采掘工作面影响范围内的抽放,属于卸压抽放。决定未卸压煤层抽放效果的关键因素,是煤层的天然透气系数。按照煤层的透气系数评价未卸压煤层预抽瓦斯的难易程度的指标如下表:

表2-1?煤层抽放瓦斯难易程度分级表

等级煤层透气系数

/㎡·mpa-2·d-1煤层百米钻孔瓦斯涌出衰减系数d-1容易抽放

可以抽放

较难抽放>10

10—0.1

<0.1<0.015

0.03—0.05

>0.05

①?未卸压抽放

本法适用于透气系数较大的开采煤层预抽瓦斯。按钻孔与煤层的关系分为穿层钻孔和沿层钻孔;按钻角度分为上向钻孔、下向钻孔和水平钻孔。我过多采用穿层上向钻孔。

穿层钻孔是在开采煤层的顶板或底板岩巷(或煤巷),每隔一段距离开一长约10米的钻场。从钻场向煤层打3—5个穿透煤层的钻孔,封孔或将整个钻场封闭起来,装上抽瓦斯管与抽放系统连接。

此方法的优点是施工方便,可以预抽的时间较长。如果是厚煤层下行分层回采,第一层回采后,还可在卸压的条件下,抽放未分层的瓦斯。

沿层钻孔适用于赋存稳定的中厚煤层。由运输平巷沿煤层倾斜打钻,或由上、下山沿煤层走向打水平孔(仰角1°--2°)。这类抽放方法常受采掘接替的限制,抽放时间不长,影响了抽放的效果。国外采用的可弯曲钻,能由岩巷或地面打沿层钻孔,大大延长了抽放时间。我国1987年开始了有关研究工作,着重于井下水平长钻孔的打钻工艺。

②?卸压钻孔抽放

在受回采或掘进的采动影响下,引起煤层和围岩应力重新分布,形成卸压区和应力集中区。在卸压区内煤层膨胀变形,透气系数大大增加。如果在这个区域内打钻抽放瓦斯,可以提高抽出力量,并阻截瓦斯流向工作空间。这类抽放方法现场叫随掘随抽和随采随抽。

随掘随抽在掘进巷道的两帮,随掘进巷道推进,每隔10—15m开一钻孔窝,在巷道周围卸压区内打钻孔1—2个,孔径40-5—60mm,封孔深1.5—2.0m,封孔连接于抽放系统进行抽放。孔口负压不宜过高,一般为5.3—6.7kpa(40—50mmhg)。巷道周围的卸压区一般为5—15m,个别煤层可达15—30m。

随采随抽是在采煤工作面前方由机巷或风巷每隔一段距离(20—60m),沿煤层倾斜方向,平行于工作面打钻、封孔、抽放瓦斯。孔深应小于工作面斜长的20—40m。工作面推进到钻孔附近,当最大集中应力超过钻孔后,钻孔附近煤体就开始膨胀变形,瓦斯的抽出量也因而增加,工作面推进到距钻孔1—3m时,钻孔处于煤面的挤出带内,大量空气进入钻孔,瓦斯浓度降低到30%以下时,应停止抽放。在下行分层工作面,钻孔应靠近底板,上行分层工作面靠近顶板。如果煤层厚超过6—8m,在未采分层内打的钻孔,当第一分层回采后,仍可继续抽放。

这类抽放方法只适用于赋存平稳的煤层,有效抽放时间不长,没孔的抽出量不大。

③?人工增加煤层透气系数的措施

透气系数低的单一煤层,或者虽为煤层群,但是开采顺序必须先采瓦斯含量大的煤层,那么上述抽放瓦斯的方法,就很难到达预期的目的。必须采用专门措施增加了煤层的透气系数以后,才能抽出瓦斯。国内外都已试验过的措施有:煤层注水、水力压裂、水力割缝、深孔爆破、交叉钻孔和煤层的酸液处理等。

水力压裂是将大量含砂的高压液体(水或其他溶液)注入煤层,迫使煤层破裂,产生裂隙后砂子作为支撑剂停留在缝隙内,阻止它们的重新闭合,从而提高煤层的透气系数。注入的液体排出后,就可进行瓦斯的抽放工作。龙凤矿北井、阳泉、红卫等矿都曾做过这种方法的工业试验。

水力割缝是用高压水射流切割孔两侧每体(即割缝),形成大致沿煤层扩张的空洞与裂缝。增加煤体的暴露面,造成割缝上、下煤体的卸压,提高它们的透气系数。

深孔爆破是在钻孔内用炸药爆炸造成的震动力使煤体松动破裂。

酸液处理是向含有碳酸盐类或硅酸盐类的煤层中,注入可溶解这些矿物质的酸性溶液。

交叉钻孔是除沿煤层打处置于走向的平行孔外,还打与平行钻孔呈15°--20°夹角的斜向钻孔,形成互相连通的钻孔网。其实质相当于扩大钻孔直径,同时斜向钻孔延长了钻孔在卸压带的抽放时间,也避免了因钻孔坍塌而对抽放效果的影响。在焦作矿务局九里山煤矿的试验结果表明,这种布孔方式较常规的布孔方式相比,相同条件下提高抽放量0.46—1.02倍。

邻近层的瓦斯抽放分析

开采煤层群时,回采煤层的顶、底板围岩发生冒落、移动、龟裂和卸压,透气系数增加。回采煤层附近的煤层或夹层中的瓦斯,就能向回采煤层的采空区转移。这类能向开采煤层采空区涌出瓦斯的煤层或夹层,就叫做邻近层。位于开采煤层顶板内的临近层叫上临近层,底板内的叫下邻近层。

邻近层的瓦斯抽放,即是在有瓦斯赋存的邻近层内预先开凿抽放瓦斯的巷道,或预先从开采煤层或围岩大巷内向临近层打钻,将邻近层内涌出的瓦斯汇集抽出。前一方法称巷道法,后一方法称钻孔法。目前国内外都广泛采用钻孔法,即由开采煤层进回风巷道或围岩大巷内,向邻近层打穿层钻孔抽瓦斯。当采煤工作面接近或超过钻孔时,岩体卸压膨胀变形,透气系数增大,钻孔瓦斯的流量有所增加,就可开始抽放。钻孔的抽出粮随工作面的推进而逐渐增大,达到最大值后能以稳定的抽出量维持一段时间(几十天到几个月)。由于采空区逐渐压实,透气系数逐渐恢复,抽出量也将随之减少,直到抽出两减少到失去抽放的意义,便可以停止抽放。

巷道法抽放时,也可以采用倾斜高抽巷和走向高抽巷抽放上临近层中的瓦斯。80年代试验成功的倾斜高抽巷,是在工作面尾巷开口,沿回风及尾巷间的煤柱平走5m左右起坡,坡度30°--50°,打至上临近层后顺煤层走20—40m,施工完毕后,在其坡底打密闭穿管抽放。倾斜高抽巷间距150—200m。这种抽放方式在阳泉矿务局一矿、五矿和盘江矿务局山脚树煤矿的实际应用都取得了很好的效果。

采空区的抽放

采空区瓦斯抽放可以分为全封闭式抽放和半封闭式抽放两类。全封闭式抽放又可以分为密闭式抽放、钻孔式抽放和钻孔与密闭相结合的综合抽放等方式。半封闭式抽放是在采空区上部开掘一条专用瓦斯抽放巷道,在该巷道中布置钻场向下部采空区打钻,同时封闭采空区入口,以抽放下部各区段采空区中从邻近层涌入的瓦斯。采空区抽放时要及时检查抽放负压、流量、抽出瓦斯的成分与浓度。抽放负压与流量应与采空区的瓦斯量相适应,才能保证抽出的瓦斯中的甲烷的浓度。如果煤层有自燃危险,更应经常检查抽出瓦斯的成分,一旦发现煤炭自燃的异常征兆,应立即停止抽放,采取防止自燃的措施。

瓦斯燃烧或爆炸的分析

瓦斯燃烧与爆炸的感应期

据实验结果表明,瓦斯与高温热源接触时,不是立即发生燃烧或爆炸,而是有个引火迟延期,或叫感应期。感应期的长短与瓦斯浓度、火源温度和火源性质有关。实践证明,瓦斯燃烧的感应期总是小于爆炸的感应期。说明引起瓦斯燃烧的可能性大。对于瓦斯爆炸的感应期,对安全生产的意义很大。比如,使用安全炸药爆破时,虽然爆炸的初温高达2000℃左右,但高温存在的时间极短,大大小于瓦斯爆炸的感应期,所以不会引起瓦斯爆炸。如果炸药质量不合格、炮泥充填不够或放炮操作不当,就会增加高温气流的温度,延长它的存在时间,一旦超过感应期,就可能发生瓦斯燃烧或爆炸。

瓦斯爆炸的类型

1、瓦斯燃烧与爆炸

严格来说,瓦斯燃烧与爆炸都是在高温作用下一定浓度的瓦斯与空气中的氧气发生激烈复杂的氧化反应的结果,二者很难区分的。一般认为,火焰移动速度较慢,声效应较小,空气没什么震动,无破坏作用的情况,称之为瓦斯燃烧;反之,火焰移动的速度快,爆炸声较大,对巷道和各种设施破坏较为严重,称之为瓦斯爆炸。

2、局部瓦斯爆炸

由于局部地区或空间因通风不良或其他原因而积聚有较高浓度的瓦斯,在高温作用下而发生的瓦斯燃爆现象。其火焰及冲击波所造成的危害范围只局限在一个才、掘工作面等局部地点,而不波及其他采掘工作面或作业地点,且危害程度较小,称为局部瓦斯爆炸。由于参与爆炸的瓦斯量较少,爆炸后产生的冲击波、爆炸火焰和有害气体等对矿井和人员的影响和危害较小。

3、大型爆炸

无论发生瓦斯燃爆的源点在任何地点,若其所造成的危害严重,爆炸火焰和冲击波摧毁的设备、设施及有害气体导致人员伤亡等数量较多,且波及其他采掘工作面阶段水平、矿井一翼的较大的范围,甚至整个矿井,有的还诱发矿井火灾等,均称为大型瓦斯爆炸。大型瓦斯爆炸还可以分为重大和特大瓦斯爆炸。

4、瓦斯连续爆炸

不言而喻,瓦斯连续爆炸是指在同一矿井的较短时间内发生一次以上的瓦爆炸(事故)。瓦斯连续爆炸可能发生在同一地点,也可能发生在附近的其他不同地点。一般来说,瓦斯连续爆炸大多为大型爆炸,所造成的损失和危害也较为严重。

瓦斯连续爆炸具有如下特点:

(1)瓦斯连续爆炸大多发生在高瓦斯矿井和有自然发火的煤层和矿井。

(2)瓦斯连续爆炸极易引起煤尘爆炸的连锁反应,给抢救特别是对救护人员的威胁最大,事故处理非常复杂、难度很大。

(3)瓦斯连续爆炸的次数和间隔时间与灾区的瓦斯涌出和通风状况有密切关系。灾区瓦斯涌出速度较快、数量较大,则连续爆炸的次数增加,且间隔时间较短;灾区瓦斯来源虽然不够充足,但通风状况不良,也可能发生连续爆炸,但间隔时间回延长。

(4)瓦斯连续爆炸的时间间隔,短则几秒钟、几分钟,长则几小时、十几小时。

5、瓦斯与煤尘的混合爆炸

瓦斯与煤尘混合爆炸可分为两种情况:一是在爆炸发生的瞬间,混合气体中同时存在着瓦斯与煤尘,二者相互影响且降低了各自的爆炸下限,在高温作用下而发生的瓦斯与煤尘联合爆炸。二是由于瓦斯爆炸产生的冲击波扬起爆源附近的沉积煤尘而导致的联合爆炸。这种爆炸往往是常见的连续发生的爆炸事故。其直接原因是首次爆炸产生的冲击波的速度(2340m/s)远大于火焰的传播速度(610—1800m/s),随着时间的延长,二者差距越来越大,当前面的冲击波把巷道积尘再次扬起且达到一定浓度,而高温火焰又跟踪而至,就会把扬起的煤尘点燃,发生第二次、第三次爆炸。

瓦斯突出分析

在极短的时间内,煤与瓦斯由煤体向巷道或采掘空间大量喷出的动力现象,叫做煤与瓦斯的突出。发生煤与瓦斯突出时,在煤体中形成特殊形状的孔洞,并拌有动力效应和响声,能对井下巷道、设备、设施、生产系统造成破坏,甚至引起火灾或瓦斯爆炸。煤与瓦斯突出是一种危害很大的自然灾害。

煤与瓦斯突出对煤矿安全生产的威胁,目前在国内外还没有得到根本解决,但在实践中已经摸索出一套防治煤与瓦斯突出的方法和措施,只要认真实施,就能大大减少突出频率,基本可以做到即使发生突出,也可把正人员不受伤害。

国内外煤与瓦斯突出情况

1、国内概况

据记载,我国第一次煤与瓦斯突出为发生于1939年11月20日的辽源富国西二坑在垂深280m煤巷掘进时的突出。据不完全统计,1950-1991年我国有250多个矿井发生了1.6万次煤与瓦斯突出,占世界突出总次数的40%左右。1980年最高达1151次,1980年以后每年为500—800次。在50多个矿井中,发生突出强度在千吨以上的特大型突出有百余次。最大的一次突出是1975年8月8日发生在四川天府矿务局三汇一井+280m水平,主平硐震动爆破揭6号煤层时,突出煤(岩)量12780t,把一个1t多重的石块抛出120m,并拐了两个90°的弯,2h内突出瓦斯量达140万m3。

2.3.2?国外概况

1834年3月22日,法国鲁阿雷煤田在急倾斜厚煤层平巷掘进工作面发生了世界上第一次煤与瓦斯突出。世界上最大的一次煤与瓦斯突出事故发生在前苏联顿巴斯煤田的加加林煤矿,突出煤量14000t,喷出瓦斯量25万m3以上。世界上大多数国家矿井突出的是瓦斯,法国、波兰的一些矿井主要突出二氧化碳,法国、捷克、斯洛伐克、澳大利亚和罗马尼亚也有的矿井同时突出瓦斯和二氧化碳。

除了煤层突出外,还有岩石突出。岩石突出多为坚硬的砂岩,也有盐岩(德国很普遍、前苏联也有)、砂质页岩(前捷克斯洛伐克)、玢岩(前苏联某隧道)等。

瓦斯突出的特征

突出危险在广泛区域上具有点、线分别特征,并非“突出危险煤层”范围内的煤体都具备形成突出危险源的条件。突出危险源是存在于采矿活动中的具备发动煤与瓦斯突出的高势能瓦斯与破碎煤体混合的瓦斯富积区。其特征是:区内瓦斯大量解吸为气态的游离状瓦斯而积聚;区内煤体受力状态发生变化,原始结构被破坏;受破坏的煤体失去传导压力的能力而使气态瓦斯处于承压(被压缩)状态,产生高势能瓦斯与碎煤体混合的瓦斯富积区。突出危险源存在是煤与瓦斯突出能够发动的先决条件,突出危险源积聚的势能大小决定突出发动时的突出强度。

影响突出危险的形成的要素

影响突出危险源的形成要素,大致可分为:一是煤体的瓦斯含量的大小;二是煤层煤体的结构强度的高低;三是煤体的受力状态和作用在煤体上压力的大小及压力作用的

时间;四是游离瓦斯积聚的条件(承压瓦斯区周围的围岩封闭程度)是否具备。突出危险源的分布主要受到煤体强度和围岩压力分布的控制。一般来讲,在原生煤体结构强度低或煤体结构受到地质运动的破坏而强度降低的区域内容易形成突出危险源;在地应力(原始地应力和地质构造残存应力)大的区域容易形成突出危险源;在工程活动引起的支撑压力集中区及其附近容易形成突出危险源。

第三章矿井基本概况

矿井概况

一、矿井四邻关系

元堡井田周边紧邻的矿井东南边界有增子房煤矿、东边界东古城煤矿和元堡井田北边界尚未开发的辛屯井田,井田东西长约8417m,南北宽约5167m,井田面积为26.4079km2。

二、开拓方式

井口位置及工业场地设于原元堡煤矿工业场地,地面标高+1455m左右,采用斜井开拓方式,新建一个主斜井、一个副斜井和一个回风立井,共新建三个井筒。主斜井用于提升煤炭、入风兼作安全出口;副斜井用于入风、运料、人员提升,兼作安全出口;回风斜井用于回风、兼作安全出口;先期开采9号煤层,水平标高+1225m;首采盘区沿煤层倾向布置一组下山,两翼沿煤层走向布置长壁工作面,工作面采用直接搭接布置方式。

三、水平划分

采用一个水平开拓全井田,水平标高为+1225m(井巷工程实际揭露9号煤层标高)。

四、盘区划分

全井田共划分为四个盘区,df1断层东部有一盘区、二盘区和三盘区,df1断层西部为四盘区。一盘区和二盘区为9号煤盘区,三盘区为11号煤盘区,四盘区仅有11号煤可采。

五、开采现状

本矿井已经取得地质报告、初步设计、安全专篇的批复,目前矿井处于基建阶段,矿井的三个新建井筒和井底车场已经施工完毕,矿井的主要系统已经形成。一盘区的三条下山正在施工。9101综采放顶煤工作面的进、回风顺槽及开切眼已经施工,工作面设备暂未安装。

六、生产系统

(一)运输系统

1、煤炭运输

9101综采放顶煤工作面原煤经前、后部刮板运输机→转载机(破碎机)→工作面顺槽可伸缩胶带输送机→一盘区胶带下山胶带输送机→主斜井带式输送机→地面。

2、辅助运输

(1)人员运输设备选择

设计选用wc20r型20座无轨胶轮人车4辆(其中维修备用1辆)和wc2j指挥车3辆(其中维修备用1辆)。

(2)支架及大件设备运输车辆选择

为实现采煤工作面快速搬家,满足最大件重量及保持车辆正常循环的需要,选用wc40y型框架式支架搬运车,主要用于液压支架、采煤机、运输机等大型设备长距离运输,也可搬运其他大型设备和部件。选用mh-4型支架铲运车,用于工作面液压支架拆离及就位和短距离搬运。

(3)物料及普通设备运输车辆选择

设计选用wc3j型无轨胶轮车14辆。此外,为解决井下密闭墙砌筑等大宗材料运输,为节省路途时间,提高功效,选用wc5型无轨胶轮车1辆。

(4)多功能装载车

wj10ej型多功能装载车用于井下辅助材料运输,电缆、水管架设(升举人员、管线),修整、铲平巷道,清理巷道浮煤,搬运皮带、移变,亦可用于铲、装、运作业,实现一车多功能的作用。设计选用该型无轨胶轮车2辆,其中备用1辆。

(5)顺槽运输车

选用wc2型顺槽运输车2辆(备用及检修1辆)。该胶轮车车体宽度小,可双向驾驶,适于顺槽运输。

(6)洒水车

为便于井下巷道洒水灭尘、冲洗巷帮及地面工业场地洒水灭尘,选用wc3jb型无轨胶轮车1辆。该型号洒水车可后洒、侧洒,并装备高压水枪可用于巷帮冲洗。

矿井生产期间,随着开拓距离的延伸,可适时调整车辆配置。

(二)提升系统

1、主斜井

本矿井采用斜井胶带输送机提升方式,在斜井中安装胶带输送机构成提升系统。井筒落底至9号煤中,井底无煤仓。主斜井与盘区胶带输送机大巷和9号煤胶带输送机大巷直接搭接形成煤流系统。

2、副斜井

本矿井辅助运输采用无轨胶轮车运输方式,矿井人员、材料、设备等辅助运输由不同型号和用途的无轨胶轮车直接从地面经副斜井井筒运至井下各采掘作业地点。

(三)排水系统

矿井主排水采用中央集中式排水,在主斜井井底设中央水泵房及水仓,盘区中部设中部水仓及泵房,集中排放至地面矿井水处理站。

井下中央水泵房和中央变电所采用联合布置。中央水泵房有2个出口,一个出口用斜巷(即管子道)通往斜井井筒,该出口高出泵房地面约8m,;另一个出口与井底车场相连,并设置了易于关闭的密闭门,密闭门硐室采用混凝土砌碹支护,密闭门在来水时,能够正常关闭。两个通道均铺设窄轨供设备运输和抢险使用。泵房硐室地面高出硐室与井底车场巷道连接处底板0.5m。排水管路选用两趟,其中一趟工作,一趟备用。排水管在水泵房及管子道内用法兰连接,井筒和地面以焊接为主,局部用法兰连接。

为提高矿井灾变能力,设计在中央水泵房预留2台排水泵的位置。

(四)供电系统

在矿井工业场地的西北侧高地处一座35/10.5kv变电所,其供电电源共两回,一回35kv电源线路引自增子房110kv变电站35kv侧母线,线路长度8.9km,,线路导线为lgj-120型钢芯铝绞线,另一回35kv电源线路引自业家村220kv变电站35kv侧母线,线路长9.7km,线路输电导线选用lgj-150型钢芯铝绞线,该两回35kv电源一回运行,另一回热备用,任一回路故障或检修时,另一回路可以担负矿井全部负荷。站内设有两台sz10-20000/35,35±3×2.5%/10.5kv,20000kva型主变压器,一台运行,一台备用。本站共有三回10kv供电线路入井,其中两回作为井下中央变电所动力供电电源,当任一回电源发生故障时,另一回可满足该变电所的全部负荷用电。另一回作为局扇专供电源。电缆型号均为myjv42-8.7/10-3×240,长度约为1km。

中央变电所安装有29台pbg630-10高压开关,以10kv双电源向分区主排水泵、一盘区中部变电所、盘区下山胶带机供电;以10kv电源向8109综采工作面、大巷综掘、顺槽综掘及其风机专用变供电。以660v电源向水泵房低压及附近负荷供电。工作面进风绕道配电点及进风顺槽1-4号矿用隔爆型移动变电站10kv电源均引自中央变电所。

(五)通风系统

1、通风系统的选择要根据本矿井开采煤层的赋存状况、瓦斯等级、开拓方式、进、回风井的设置、矿井开采范围和设计生产能力等因素综合考虑。

根据本井田面积及境界形状,矿井通风系统选用中央并列式通风,以减少矿井初期井巷工程量,尽快形成全矿井通风系统,缩短建井工期。

2、采掘工作面及其他地点通风

回采工作面通风:本矿井煤层厚度较大,回采工作面通风采用“u型”通风方式,下顺槽进风,上顺槽回风。

掘进通风:掘进工作面利用局部通风机压入式通风,使用长距离通风的抗静电、阻燃性能风筒、双风机双电源并能自动切换。

井下中央变电所、中央水泵房等,均处于新鲜风流中。

扩散通风的硐室均设在进风巷道,且硐室深度不超过6m,硐口宽不小于1.5m。

井下爆炸材料发放硐室、胶轮车加油检修硐室及盘区变电所均采用独立通风系统。

(六)监测监控系统

为了提高元堡矿井的现代化水平,保证矿井安全生产,该矿建立了一套kj95n型安全生产监测系统,该系统对本矿的主要环境参数和生产环节进行监测及监控。监控中心设在矿办公楼调度室,可实现矿井安全生产的实时监控管理。为矿井安全生产与科学管理提供最优的方案及最准确的数据。

一、井田地质情况

(一)含煤地层

本区石炭—二叠系地层总厚,一般为175m左右,其下部的石炭系太原组及二叠系山西组为含煤地层,共含煤7层。

山西组地层厚13.85~94.36m,平均厚49.79m,含煤2层,编号分别为山3#、山4#。本组煤层厚度薄,局部分布,为局部可采煤层。山西组地层含煤系数为4.29%。

太原组地层厚23.30~82.41m,平均厚52.62m,含煤5层,其煤层统一编号为8#、9#、10#、11#、12#煤层,总厚度19.69m,其中9#、11#煤层为全区稳定可采煤层,10#煤层为局部可采煤层。其余煤层均为不可采煤层,工业价值不大。太原组地层含煤系数37.8%。

(二)地质构造

本区位于大同煤田西南部边缘,总体构造为一单斜构造,地层走向近东西向,倾向北,倾角5°~10°。

1、褶皱构造

从二维地震资料看,本区煤系地层发育多个短轴褶皱,这些褶皱较明显表现在9#、11#煤层底板形态上。从9#煤层底板等高线图上可以看出,煤层底板受多个短轴褶皱控制,呈现出较多的波状起伏。但煤层总体形态为向北缓倾的单斜构造,煤层走向为近东西向,在此基础上迭加着小的背向斜。

2、断裂构造

主要为发育于井田西南的f1逆断层,从二维地震资料看,该断层走向北西南东(122°~141°),倾向南西(212°~231°),倾角40°左右,断距约30~50m,贯穿井田。该断层切穿了石炭二叠系地层,断层以西区域由于抬升遭受剥蚀,9#煤层变薄和缺失。

据三维地震勘查范围资料,在拟定的2.7km2先期开采区内,存在df1、df2、df3、df4、df5五条规模不等的断层,

df1断层:相对9#、11#煤层走向305°,产状215°∠30~43°,落差0~50m,延伸长度970m,向北西方向延出矿区。

df2正断层:位于西北部,错断9#、11#煤层,相对9#、11#煤层走向305°~316°,产状215°~226°∠65°~68°,断层落差0~20m,区内延伸长度390m;

df3正断层:位于西南部,相对9#、11#煤层走向82°,产状172°∠75°,落差0~12m,区内延伸长度330m;

df4正断层:位于中部,相对9#、11#煤层走向23°,产状113°∠75°,落差0~15m,区内延伸长度210m,控制程度较差;

df5正断层:位于东部,相对9#、11#煤层走向348°,产状258°∠75°,落差0~5m,区内延伸长度140m,控制程度较差。

3、陷落柱

通过二维地震勘探发现陷落柱一个,位于勘探区西部zk6钻孔处,分别有d15和dl3线控制。该陷落柱中心坐标*=4410834,y=,平面形态近圆形,陷落范围穿越了9#、11#煤层。其在9#、11#煤层上长轴约130m,短轴约110m。陷落高度相对9#煤层约90m,zk6钻孔内岩芯破碎。

另外在井田南部,jc-1钻孔东北附近发育一个陷落柱。该陷落柱三维地震资料解译为向斜,但从已知见煤点9#煤地板标高分析,解释为陷落柱比较切合实际情况。

4、井田岩浆活动

井田范围内通过收集以往钻探、物探地质工作成果资料,没有发现岩浆活动痕迹。

综合以上条件,矿井地质构造类型属简单类型。

(三)主要可采煤层概况

山4#煤层:位于山西组中下部,赋存区煤层厚0~4.21m,平均2.54m。顶板岩性为砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩及中粗砂岩,底板岩性为砂质泥岩、炭质泥岩、高岭岩及细砂岩,结构简单,含夹矸0~2层,煤层赋存不48律,为局部可采的不稳定煤层。

9#煤层:位于太原组中部,上距山4#煤层18.92~68.62m,平均48.77m。煤厚4.49~20.20m,平均14.33m。顶板岩性为砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩及中粗砂岩,底板岩性为泥岩、炭质泥岩、高岭岩及细砂岩,结构复杂,含夹矸2~4层,夹矸厚度0.2~0.90m,为赋煤区稳定可采煤层。9#煤层在本区西部缺失,推测为沉积环境在平面上改变所至。从钻孔资料看缺失9#煤层的地段,太原组地层厚度比赋存9#煤的地段薄,赋存9#煤的地段平均厚度77.56m。缺失9#煤层的地段平均厚度45.24m。说明缺失9#煤层的地段由于抬升而遭受剥蚀,致使9#煤层缺失。

10#煤层,位于太原组中下部,上距9#煤层3.01~23.3m,平均间距7.52m,厚度1.15~3.84m,平均1.66m。该煤层区内部分发育,在断层东部均见,结构简单,不含或仅含一层夹矸,为赋煤区稳定可采煤层。

11#煤层:位于太原组下部,上距10#煤层间距5.7~21.05m,平均8.98m。该煤层分布广泛。煤厚1.96~5.67m,平均4.17m,东部较厚。顶板岩性为泥岩、炭质泥岩、细砂岩,底板为炭质泥岩、细砂岩。煤层结构简单,含夹矸0~2层,夹矸厚度0.1~0.75m,为赋存区稳定可采煤层。

(四)煤质特征

本区煤层变质类型属区域变质,镜质组最大反射率在0.56~0.65%之间,属ⅰ~ⅱ变质阶段。根据《中国煤炭分类国家标准(gb5751-86)》以vdaf、g值作主要分类指标,y值作参考指标划分煤类,全区煤类以长焰煤为主,弱粘煤为辅,兼有少量气煤和不粘煤。主要可采煤层的煤类在平面上分布规律如下。

山4#赋存区均为长焰煤。

9#煤;基本上为长焰煤(cy),仅在zk1201孔处为不粘煤(bn),东部的zk801钻孔为气煤(qm)。

10#煤层以长焰煤为主,气煤和弱粘煤零星分布。全区仅zk403、zk1102、jc-2为气煤,其余全为长焰煤。

11#煤层:以长焰煤(cy)和弱粘煤(rn)为主,不粘煤、气煤零星分布。23个见煤钻孔中16个钻孔为长焰煤,4个钻孔为弱粘煤,1个钻孔为不粘煤,2个钻孔为气煤。长焰煤主要分布在矿区的中北部,成东西向带状分布,弱粘煤分布于长焰煤边部,不粘煤和气煤在矿区西南、东部、南部零星分布。

从以上煤层煤类分布看,本区赋存的长焰煤分布面积占各煤层的比例从上到下逐渐缩小,这一规律反映了区域变质作用对本区煤质的影响。

总观全区,各主要可采煤层为中灰、高挥发分、中硫分~中高硫煤,中热值煤。煤的主要类别为长焰煤,其次为弱粘煤,不粘煤和气煤占少量。

二、水文地质概况

1、井田含水层

井田位于大同向斜西翼中山丘陵区,地形起伏不大。地表大部分为黄土覆盖,岩石露头甚少,仅在沟谷底部有零星出露。井田内各含水层分布与区域含水层相同,根据岩性和含水层特征可分为奥陶系中统马家沟、冶里组碳酸盐岩岩溶裂隙含水层,石炭、二叠、白垩系碎屑岩裂隙含水层和第四系孔隙含水层。

2、井田隔水层

井田各含水层组间存在分布不均、厚度不等的砂质泥岩、泥岩,可起到一定隔水作用。石炭系本溪组,其岩性为灰白色、灰褐色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、鲕状铝质泥岩,底部为一薄铁矿层,厚度8.5~38.58m,平均22.67m,是较稳定的隔水层。其次是白垩系下部胶结致密的砾岩层,裂隙不发育,隔水性能良好。其次,奥陶系下统马家沟组顶部为厚25~30m结构致密的泥灰岩,隔水性能良好。同时,地层上部存在平均厚度33m左右的第三系红粘土,具有良好的隔水性能。

3、地表水、地下水动态特征

元堡井田内处于中山丘陵区,总体形态北、东、西三面高,中南部低,井田内没有常年性地表水体,大气降水一般沿黄土冲沟排泄,且没有大的汇水沟谷,不易形成较大洪峰,据调查多年暴雨形成的洪峰高度不足0.8m,矿井井口、工业广场均位于相对高的地形上,较低洼泄水沟谷高出70m左右,大气降水形成的洪峰对井口影响较小。

浅层孔隙地下水的补给来源主要是大气降水,地下水流向与地形基本一致,由北向南径流,一部分人工开采,一部分蒸发,另一部分向下补给砂岩裂隙含水层。由于松散层底部为第三系红粘土,大气降水向裂隙含水层补给量较少,一部分赋存在表层孔隙中,随植物蒸腾和蒸发作用又回到了大气中,另一部分赋存在沟谷低洼地带的冲洪积形成的沙砾石孔隙中,在重力作用下,向下运移,补给下部的砂岩裂隙含水层。浅层孔隙地下水水位与水量动态随季节变化,水位年变幅1.5~2.6m,水量变化4~6m3/d。

深部各裂隙含水层在地表露头处接受大气降水及上部孔隙水的补给,地下水流向由北东向南西迳流,一部分赋存在基岩裂隙中,一部分向下补给奥陶系碳酸盐岩溶裂隙水,一部分在煤炭开采过程中,被排出地表,转化为松散层孔隙水以及水蒸气。石炭、二叠、白垩系碎屑岩裂隙含水层地下水水位与水量动态随季节变化较小,水位年变幅0.5~1.3m,水量变化1~3m3/d。

奥陶系碳酸盐岩溶裂隙含水层,在地表露头处直接接受大气降水,在有上层覆盖区域,接受基岩裂隙水和松散层孔隙水的补给,经过运移,一部分在神头泉域溢出带以泉的形式排出地表,一部分赋存在岩溶裂隙中,一部分被人工开采,作为工农业及居民生活用水。

4、矿井充水因素分析

矿井兼并重组整合后山西右玉元堡煤业有限责任公司井田范围内及周边近距范围内没有常年性河流和水库,矿井充水因素主要有如下几点:

(1)上部松散覆盖层接受大气降水形成的孔隙水,通过风化壳沿风化裂隙在重力作用下入渗到煤系地层,最终沿采空塌落裂隙或构造裂隙渗入矿坑;

(2)井筒建造时,揭露和贯穿不同含水岩组形成的积水;

(3)煤系地层赋存水通过裂隙造成淋头水;

(4)老窑积水通过裂隙对矿井工作面的补给;

(5)奥陶系石灰岩深层地下水通过构造裂隙对上部煤系地层水的补给。

不同充水因素,对矿井生产影响如下:

①对于大气降水形成的孔隙水,由于井田及周边上部覆盖层存在较厚的相对隔水的第三系粘土层,因而通过风化壳沿风化裂隙进入井下量较少;

②通过调查,元堡煤矿、平顶梁煤矿两座煤矿4条斜井筒,一个竖井筒均没有大的出水点,渗水量微弱,基本不用排水设施;

③在过去的生产过程中,煤系地层水主要表现为淋头水,通过调查,山西右玉元堡煤业兼并重组整合的地方国营元堡煤矿、右玉平顶梁煤业有限公司平顶梁煤矿,在过去的生产过程中,矿井涌水量分别为8m3/h和0.5m3/h,从未发生过水害事件。

④对于老窑积水,主要是两矿采空区积水,通过调查,生产期间,矿坑水通过自然坡度沿水沟汇入水仓,由水泵抽入中央水仓,然后集中排出井外。目前井下老窑积水主要是停产期间井下水仓没有往井外排水形成的积水,元堡煤矿约7740m3,平顶梁煤矿约存在积水6840m3,对矿井生产影响不大。

5、邻近老窑及采空区积水、积气情况

整合矿井周边煤矿无越界开采现象,且开采现状距矿界较远,目前不存在老窑积水、积气危害,但在今后的采掘过程中要坚决执行《煤矿探放水规程》“先探后掘、有掘必探、预测预报、先治后采”的原则。

6、矿井水文地质类型

根据区内水文地质条件分析,①在矿区北部zk1501孔11#煤层底板标高为1082m,奥陶系石灰岩岩溶裂隙水水位高出11#煤层底板93.0m,但其下有厚度20~30m的稳定隔水层;在东部的zk001孔,11#煤层底板标高为1093.79m,奥陶系石灰岩岩溶裂隙水水位高出11#煤层底板80.7m,其下有43m的稳定隔水层,在没有构造裂隙通道的情况下,岩溶裂隙水不会对煤层开采造成突水。②虽然矿区内有f1断层存在,但在一定范围开采避让后,充水可能性小;③二叠、白垩系砂岩裂隙水有多层泥岩隔水层存在。因此,矿床主要充水水源为石炭系太原组煤层顶板中、粗砂岩裂隙水。

矿区范围内的已有采空区煤层顶板多已塌落,古塘积水极少,且新矿井采掘方向与原采空区位置方向相反,煤系地层富水性又差,因而水害程度较低。不过,随着新建矿井生产能力的提高,采掘范围的增大,加上9#煤层顶板以上岩层胶结性差,煤层厚度大,需防止采空塌落形成的裂隙与地面贯通,特别在低洼汇水区,遇大气强降水会直接沿裂隙灌入井巷内,影响煤炭生产安全。矿山生产后,要建立地面巡查制度,发现贯通裂隙要在地面上及时处理,避免水害的发生。

同时,在采掘工作面过断层位置时,要进行前置钻探,预留保安煤柱和其它措施,防止奥陶系石灰岩岩溶裂隙水在承压条件下沿断层带上行,造成突水事故。

综上所述,煤田以坚硬岩石裂隙充水为主,地形有利于自然排水,附近无地表水体,上部第三系红粘土的相对隔水作用,使的地下水补给条件差,矿井排水量小于5000m3/d,属于水文地质条件中等的井田。

7、矿井涌水量

考虑到井筒淋水、井下消防洒水、黄泥灌浆等工艺用水的因素,预计矿井正常涌水量确定为150m3/h,最大涌水量定为230m3/h。

三、开采技术条件

1、煤层顶底板概况

井田内地层岩性以粗、中、细砂岩为主,间夹泥岩和砂质泥岩。岩石近地表风化裂隙发育,向下渐变为构造裂隙为主。据zk1502、zk401、zk9101、jc-1、jc-2钻孔岩石力学试验结果可知:

山4#煤层伪顶多为泥岩、砂质泥岩,直接顶板粉砂岩、含砾粗砂岩,厚度21.15~25.75m,性脆易碎;底板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩,厚度2.10~8.12m。

9#煤层老顶为较完整的含砾粗砂岩、粗砂岩、砂质泥岩等,裂隙较为发育。砾岩极限抗压强度1.93~59.2mpa,平均30.88mpa,抗拉强度0.3~4.7mpa,平均1.51mpa;粗砂岩极限抗压强度15.9~59.3mpa,平均40.18mpa,抗拉强度1.6~3.5mpa,平均2.55mpa;中、细砂岩岩极限抗压强度59.3~73.6mpa,平均68.03mpa,抗拉强度1.2~2.5mpa,平均1.6mpa;砂质泥岩、泥岩极限抗压强度74.9~79.4mpa,平均77.15mpa,抗拉强度0.4~0.8mpa,平均0.63mpa;rqd值46~55%,平均50%,为较坚硬岩石。

9#煤层底板(10#煤层顶板)为砾岩、砂岩,砾岩极限抗压强度27.1~30.2mpa,平均28.9mpa,抗拉强度1.9~3.7mpa,平均2.8mpa;粗砂岩极限抗压强度20.7~24.7mpa,平均22.1mpa,抗拉强度1.0~1.4mpa,平均1.2mpa;中砂岩极限抗压强度37.9~53.3mpa,平均47.2mpa,抗拉强度2.8~3.1mpa,平均2.9mpa;砂质泥岩、泥岩极限抗压强度39.5~70.9mpa,平均55.85mpa,抗拉强度0.4~1.5mpa,平均0.93mpa;rqd值64~92%,平均68%,为较坚硬岩石,岩石质量稳定性较好。

11#煤层顶板(10#煤层底板)岩性为砂岩、砂质泥岩,岩石单轴抗压强度53.3mpa,抗拉强度2.9~3.0mpa,平均2.95mpa;rqd值64~92%,平均68%,为坚硬岩石,岩石质量稳定性较好。

11#煤层底板为含砾粗砂岩、中砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝土岩,裂隙不发育。其中砾岩极限抗压强度40.6~52.7mpa,平均50.58mpa,抗拉强度1.1~1.9mpa,平均1.4mpa;粗砂岩极限抗压强度16.4~50.2mpa,平均33.5mpa;中、细砂岩极限抗压强度37.4~68.9mpa,平均53.15mpa,抗拉强度2.7~5.9mpa,平均3.9mpa;泥岩、铝土岩、灰岩极限抗压强度24.4~116.7mpa,平均52.60mpa,抗拉强度0.2~6.1mpa,平均2.35mpa;rqd值34~77%,平均58%,为较坚硬岩。

2、瓦斯

2005年度,经山西省煤炭工业综合测试中心检测,本矿井瓦斯绝对涌出量0.91m3/min,相对瓦斯涌出量为2.6m3/t。矿井二氧化碳绝对涌出量为1.36m3/min,二氧化碳相对涌出量为3.88m3/t。鉴定结果为低瓦斯矿井。

2006年,山西省安全生产监督管理局“晋安监煤字【2006】9号文”《关于朔州市朔城区杨涧煤矿等六十七座国有及21万吨/年以上乡镇煤矿二○○五年度生产矿井瓦斯等级鉴定的批复》中,批复“右玉县地方国有元堡煤矿等67座矿井为低瓦斯矿井,其中石井煤矿、柴沟煤矿、王卞庄煤矿、虎龙沟煤矿、芦子沟煤矿、担水沟煤矿按高瓦斯矿井管理”。

2011年山西省煤炭工业厅“晋煤瓦发[2011]386号文”《关于阳泉煤业(集团)有限责任公司2010年度瓦斯等级鉴定结果的批复》中,矿井绝对瓦斯涌出量为1.33m3/min,相对瓦斯涌出量为4.64m3/t,鉴定结果为低瓦斯矿井。

2012年山西省煤炭工业厅“晋煤瓦发[2013]423号文”《关于阳泉煤业(集团)有限责任公司2012年度瓦斯等级鉴定结果的批复》中,矿井绝对瓦斯涌出量为1.32m3/min,相对瓦斯涌出量为0.29m3/t,鉴定结果为瓦斯矿井。

3、煤尘

根据山西省煤炭工业局综合测试中心2005年3月10日为元堡煤矿11#煤所做的煤尘爆炸性分析试验,煤尘云最大爆炸压力0.54mpa,最大压力上升速率26.12mpa/s,煤尘云爆炸下限浓度50g/m3,煤尘云最大爆炸指数7.052mpam/s,煤尘云最低着火温度770℃。煤尘具有爆炸性,以往资料测试粉尘150mg/m3min,煤尘爆炸指数为33~41%,属煤层爆炸危险矿井。

据zk001、zk1102钻孔岩芯煤样煤尘爆炸性试验结果,火焰长度9#煤为30~160mm,平均85mm;10#煤为160~180mm,平均170mm;11#煤为25~30mm;平均27.5mm。抑制煤尘爆炸最低岩粉用量9#煤为55~75﹪,平均为63﹪;10#煤为65~70﹪,平均为67.5﹪;11#煤为45~65﹪,平均为55﹪,鉴定结论9#煤、10#煤、11#煤均有煤尘爆炸性。

2005年3月10日,山西省煤炭工业局综合测试中心为元堡煤矿11#煤层进行了煤尘爆炸定性分析,结果为火焰长度400mm,岩粉用量70﹪,定性为有爆炸性。

2010年8月河南理工大学矿山安全技术中心对该煤矿9号煤煤尘爆炸性进行鉴定,鉴定结果:vdaf为36.06%,9号煤层具有爆炸性。

2014年6月山西煤矿设备安全技术检测中心对该煤矿9号煤煤尘爆炸性进行鉴定,鉴定结果:vdaf为38.88%,9号煤层具有爆炸性。

由于各可采煤层均存在煤尘爆炸性,在今后生产过程中要做好通风除尘工作,及时清理巷道浮煤,对干燥区域要洒水除尘,防止煤尘浓度超限,造成安全事故。

4、煤的自燃倾向性

2008年的勘探工作中,对zk1102、zk403钻孔的煤芯煤样做了煤的自燃性试验,9#煤的吸氧量为0.55~0.70cm3/g,平均为0.61cm3/g;10#煤的吸氧量为0.50~0.52cm3/g,平均为0.51cm3/g;11#煤的吸氧量为0.51~0.60cm3/g,平均为0.56cm3/g,三层可采煤均为自燃煤层,自燃倾向性等级为ⅱ类。

2005年3月10日,山西省煤炭工业局综合测试中心为元堡煤矿11#煤层进行了煤的自燃倾向性测试,结果为吸氧量0.713cm3/g,自燃倾向性等级ⅰ类,容易自燃。

2010年8月河南理工大学矿山安全技术中心对该煤矿9号煤自燃倾向性进行了鉴定,结果为吸氧量0.74cm3/g,自燃倾向性等级ⅰ类,容易自燃。

2014年6月山西煤矿设备安全技术检测中心对该煤矿9号煤自燃倾向性进行了鉴定,结果为吸氧量0.57cm3/g,自燃倾向性等级ⅱ类,自燃。

5、地温、地压

根据以往资料,该地区测温钻孔全孔地温梯度平均2.96℃/100m,9#煤层以上地层地温梯度平均为3.3℃/100m,9#煤层以下至奥陶系灰岩顶界地温梯度明显增高,约4~5.2℃/100m;9#煤层各孔测温点的平均温度为16.8℃,11#煤层各孔测温点的平均温度为19.7℃,局部地段存在地温梯度稍高的现象。

整合矿区的地质构造简单,煤层埋藏深度不大,顶底板岩性非脆性围岩,且沉积层理明显,颗粒较粗,而且断层、褶皱较少,相对地压集中区较少。建议矿方委托有资质的单位进行冲击地压鉴定,以确定本矿井煤系围岩是否具有冲击地压倾向性。

3.2通风管理

一、回采工作面通风方式及合理性分析

1913综采放顶煤工作面采用“u”型通风,即进风顺槽进风,回风顺槽回风。

由于本矿井为低瓦斯矿井,采用“u”型通风完全可以满足人员呼吸及稀释上隅角瓦斯所需的风量。

1913综采放顶煤工作面移交生产前,矿井所有废弃巷道必须进行密闭,否则不得生产。

二、回采工作面的瓦斯涌出量

2012年山西省煤炭工业厅“晋煤瓦发[2013]386号文”《关于阳泉煤业(集团)有限责任公司2012年度瓦斯等级鉴定结果的批复》中,矿井绝对瓦斯涌出量为1.32m3/min,相对瓦斯涌出量为0.29m3/t,鉴定结果为瓦斯矿井。

根据矿方提供的本工作面的地质说明书,1913综采放顶煤工作面绝对瓦斯涌出量0.852m3/min,相对瓦斯涌出量2.283m3/t,属于瓦斯回采工作面。

三、工作面风量、风速计算及合理性分析

综采放顶煤工作面的实际需要风量,应按稀释工作面瓦斯涌出量要求,考虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进行计算后,采取其中最大值。

经分析认为,本井田煤层中瓦斯含量低,无地温热害,矿井各用风地点的风量计算只考虑排除粉尘和满足良好气候条件即可。

每个回采工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算,然后取其中最大值。

四、减少工作面漏风措施

严格执行通风设施构筑质量、验收制度,加强工作面通风设施的管理,有效减少工作面漏风。

五、工作面通风设施及保证风流稳定可靠的措施

严格通风设施构筑质量、验收制度,不符合规定要求的设施必须返工重做,直至符合规定。在工作面回采期间,通风设施设点检查,每班不少于三次,确保通风设施的完好;一旦有损坏,造成工作面风流紊乱,必须立即停止工作面生产,进行处理,并汇报调度;只有通风设施重新构筑完毕,工作面风流、风量正常后,方可恢复生产。

六、工作面回风顺槽通风管理

在工作面回风顺槽口设置坚固栅栏,工作面生产期间,切断回风顺槽一切动力电源,回风巷严禁有人,栅栏上锁,钥匙由瓦检工保管,严禁人员进入;进出料只能在工作面检修班停产期间进行。

3.3瓦斯防治

一、工作面瓦斯来源分析

1913综采放顶煤工作面虽然煤层瓦斯含量较低,瓦斯成分和含量变化小,但由于可能有瓦斯局部积聚现象,瓦斯涌出量预计不同区段有一定变化。因此,必须坚持安全第一的方针,遵循“预防为主、综合治理”的原则,做好通风安全工作,以防瓦斯聚集,发生瓦斯爆炸。设计中采取了有针对性的防治措施。并要求在生产过程中严格执行《煤矿安全规程》及其它有关法律、法规、规程、规范中关于防治瓦斯的有关规定。

二、工作面上、下隅角瓦斯管理措施

1、在回采工作面与回风巷联接处(上隅角)附近设置一道木板或抗静电帆布风幛,迫使一部分风流进入工作面上隅角,稀释上隅角瓦斯,防止瓦斯积聚;

2、回风顺槽落山处顶板采用“一采一放”,即割一刀煤,放一次回风顺槽落山处顶板,做到及时推锚放顶。进风顺槽落山检修班每天进行推锚放顶,减少易聚瓦斯空间;

三、防止工作面采空区瓦斯积聚措施

1、采用独立通风。保证风量及风速符合《煤矿安全规程》要求。

2、工作面采用上行通风,以保证大功率机电设备的运行的安全性,有利于瓦斯排放。

四、工作面瓦斯检测监控

在采煤工作面共设置瓦斯传感器4个,在采煤工作面上隅角设瓦斯传感器1个;在采煤工作面位于回风巷,距切巷10m内设置(≤10m)瓦斯传感器1个,一氧化碳传感器1个;在采煤工作面回风巷设瓦斯传感器1个,温度传感器1个,粉尘传感器1个,二氧化碳传感器1个,设置在靠近回风巷末端的位置(10m-15m);在回风混合风流处设瓦斯传感器1个,风速传感器1个,一氧化碳传感器1个;在中部配电室供1913电源变压器设置馈电传感器。瓦斯传感器应布置在巷道的上方,并应不影响人和行车,安装维护方便,瓦斯传感器应垂直悬挂,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷道侧壁不得小于200mm。

在采煤机上设置机载式瓦斯断电仪及采煤机开停传感器。

声光报警器应设置在经常有人工作便于观察的地点。其它传感器应悬挂在能正确反映该点测值的地方。

五、其它措施

1、加强对通风设备、设施的管理,经常检查维修,保证设备、设施一直处于良好运行状态。

2、经常进行各用风地点的风量、风速、瓦斯、煤尘等参数测定,使之符合《煤矿安全规程》要求。

3、下井人员必须配备隔离式自救器。

4、回采工作面回风顺槽风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。

5、回采工作面机电设备应设在进风风流中。如果硐室深度不超过6m、入口宽度不小于1.5m且无瓦斯涌出,可采用扩散通风。

6、严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。

第四章瓦斯治理的必要性和可行性

4.1瓦斯治理的必要性

煤矿瓦斯事故是制约煤炭工业安全发展和可持续发展、影响地区和全省安全稳定好转的突出问题,煤矿必须认识瓦斯治理的重要性和必要性。

我矿扩建初步设计按高瓦斯矿井设计,矿井地质构造复杂,开拓开采不正规,各生产系统和安全系统不完善,安全资金投入不足,管理机构人员配备不足,管理制度不完善等问题,严重制约矿井安全生产,难以达到瓦斯治理的各项要求,为此,我矿瓦斯治理不但必要,更显得事在必行。

4.2瓦斯治理可行性

为切实搞好瓦斯综合治理,煤矿要认真严格贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理工作方针,切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合治理工作体系,紧紧抓住矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现场管理四个关键环节,根据本矿井的安全生产条件及危害因素分析,采取行之有效的针对措施,坚持标本兼治、重在治本,进一步完善瓦斯治理结构,落实瓦斯防治管理制度,提高装备水平和提高矿井防治瓦斯灾害能力,建立健全稳定可靠的矿井通风系统,科学合理的瓦斯抽采体系,有效管用的监测监控网络和严格规范的现场管理制度。矿井瓦斯事故是可控、可防、可治的。因此,煤矿要以更大的决心、更强的力度、更严的态度、更扎实的措施,锲而不舍地打好煤矿瓦斯治理攻坚战,瓦斯治理是可行的。

4.3瓦斯治理的主要内容

根据我矿生产现状和存在的主要问题,我矿瓦斯治理的主要内容为:优化生产布局,以理顺完善通风系统为核心,切实搞好一通三防管理,合理组织生产,坚持采用正规采煤方法,进一步完善其它相关安全系统,加强现场监督管理,建立健全并认真落实瓦斯治理各项管理制度。

第五章安全措施计划

5.1“一通三防”管理制度

5.1.1通风管理制度

1、矿井必须采用机械通风、主要通风机械必须装置两套同等能力的通风机(包括电动机),其中一套运行一套备用,并保证主要通风机正常运转。

2、装有通风机的井口必须封闭严密,其外部漏率不得超过5%(我矿回风井无提升设备)。

3、主要通风机必须有反风设施,必须能在10min内改变巷道中的风流方向,当风流方向改变后,主要通风机的供给风量不应小于正常风量的40%。

4、反风措施由矿长组织“一通三防”部门每季度至少检查一次,每年应进行一次反风演习。反风演习时间一次不少于2小时,当矿井通风系统有较大变化时,也应进行一次反风演习。

5、装有主要通风机的主要通风口,安设有防爆门,并且每6个月检查维修一次。

6、新安装的主要通风机在投入运行前,必须进行扇风机性能测定和试运转工作,以后每年进行一次性能测定。

7、禁止利用主要通风机房作其它用途,主要通风机房内必须按装水柱计、风量、电流表、功率表、轴承温度计等仪表还必须安装矿井负压、风量、瓦斯传感器,使负压、风量、瓦斯变化情况反应在模拟盘上,以及风机房有直矿调度指挥中心的电话,并有反风操作系统图,司机岗位责任和操作规程。

8、主要通风机日常管理与操作,由专职司机负责,司机每小时应将通风机运转情况填入专项记录,发现有异常变化时,必须立即报告矿调度指挥中心。

9、主要通风机因检修,停电或其它原因需要停风时,必须制定停风措施,报矿总工程师批准。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。

10、至少每月检查一次主要通风机,每月对主要通风机切换一次,调整主要通风机转数或叶片角度时,必须由瓦斯防治中心制定措施,矿总工程师及集团公司批准后,由机运管理中心负责执行。

11、矿井必须有完整的独立通风系统,改变全矿井:一翼一个水平面的通风系统时,必须报集团公司总工程师批准。

12、所有通风设施的构筑,必须符合矿井通风质量标准的有关要求。

13、进、回风井和主要通风巷道之间每个联络巷道中,必须砌筑永久闭墙,需使用的联络巷道,必须安装两道正向和两道反向的风门,防止在反风时造成风流短路。

14、矿井每三年必须进行一次通风阻力测定,矿井转入或改变一翼通风后,必须重新进行矿井通风阻力测定,矿井要不断改善通风系统,确保巷道畅通无阻,采取合理的降低通风阻力的措施,使用情况符合煤矿安全生产实际所需。

15、由技术管理中心和瓦斯防治中心等部门严格把关,消除不符合《煤矿安全规程》规定的串联、扩散通风和老塘通风。

16、合理调配风量,保证井下各用风地点风量、风速符合《煤矿安全规程》中的有关规定。

17、瓦斯防治中心在条件具备的情况下,负责具体调整工作,严防有害气体及温度超过《煤矿安全规程》中的有关规定,为井下生产创造良好的气候条件。

18、回采工作面,必须布置专用排瓦斯巷道。

19、采掘工作面,根据工作面实际情况开展瓦斯抽采工作。

20、矿井通风系统标明风流方向,风量和通风设施的安装地点,必须按季绘制通风系统图,并按月补充修改,矿井应绘制矿井通风系统图和矿井通风网络图。

5.1.2巷道贯通通风管理制度

1、一般巷道贯通必须编制经矿总工程师批准的包括通风内容的专项安全技术措施,并贯彻到生产队组;与采空区、老窑的贯通措施以及有可能和老窑区、小窑破坏区贯通的措施,(必须先探明情况),报集团公司总工程师批准,矿总工程师现场指挥,救护队协助进行贯通,瓦斯防治中心负责贯通时的通风系统调整及瓦检工作。

2、一般巷道贯通的规定

炮掘面相距20米,机掘面相距50米,贯通执行下列规定:

(1)地测防治中心必须向矿总工程师报告,并书面通知瓦斯防治中心,瓦斯防治中心事先必须做好贯通时的系统调整及瓦检工作。

(2)地测防治中心下达通知书后,矿调度指挥中心每班必须向瓦斯防治中心通报掘进进度,瓦斯防治中心值班员每班掌握瓦斯、风量变化情况,并汇报当日值班科长。

(3)对掘工作面必须停止一个面作业,且该面须切断电源,撤出人员,设置警戒,保持正常通风。

(4)与盲巷贯通时,应先对该巷进行瓦斯排放,排放完毕,恢复正常通风,并设置警戒。

(5)每次放炮前,掘进工作面班组长必须派专人和瓦检员共同到对方工作面,检查该工作面回风流及附近20米内的瓦斯浓度,瓦斯浓度超限时,先停止掘进工作面作业,然后处理瓦斯,只有在两个面、回风流及其附近20米内的瓦斯浓度都在1%以下时,方可进行掘进工作和装药放炮。每次放炮前,必须在两个工作面安全地点设置专人警戒。爆破工作应坚持“一炮三检”和“三人联锁”制度。每次放炮后,瓦检员和掘进工作面班组长必须巡视放炮地点及附近,检查通风、瓦斯情况,如果有异常,应立即处理,双方工作面检查完毕,认为无异常情况,才允许进行该面的下一次放炮工作。

(7)贯通的巷道属于主要通风巷道,并直接影响矿井通风系统时,矿总工程师必须负责贯通的指挥工作,通风矿长负责贯通时的现场指挥工作。其它贯通,瓦斯防治中心必须派一名科长现场统一指挥,确保施工安全。

(8)贯通后应及时调整通风系统,形成正常的全风压通风系统后,方可停止局扇运行,同时要检查回风流、作业地点以及相关地点的瓦斯浓度和通风设施,以及风流状况。如果有问题,必须及时进行处理。

(9)参与贯通的部门应明确岗位分工,特别是贯通后通风系统受影响的区域,必须设置专人检查瓦斯、停电撤人、设置警戒,同时要进行风量测定。

3、未经集团公司总工程师批准,严禁任何巷道与采空区、老窑及情况不明的巷道贯通,一旦贯通,按事故追查处理。

5.1.3盲巷通风管理制度

1、凡是井下6m以上不通风的独头巷道称为盲巷,技术管理中心在安排生产时,应避免出现盲巷。

2、若在生产施工过程中造成盲巷时,技术管理中心必须书面通知瓦斯防治中心,说明造成盲巷的原因和时间,瓦斯防治中心在接到通知后要立即安排进行处理。

3、对暂时停止施工的停风巷道、采区应设置栅栏,严禁任何人员入内,对永久报废巷道采用永久密闭进行盲巷管理。

4、密闭要设置距盲巷口6m范围内,并严格按照质量标准化进行施工,密闭前设置栅栏(距盲巷口不超过2m),并悬挂好说明牌、瓦斯检查牌、警标牌等。

5、瓦斯防治中心必须建立盲巷管理台账,对井下出现的盲巷进行定期检查,注明造成盲巷的原因、时间、长度、管理方式等。

6、盲巷密闭前的瓦斯检查每班至少检查一次,并将检查结果写在检查牌上。

7、任何人不得随意打开密闭进入盲巷,当因工作需要进入盲巷时,作业单位必须提前编制安全措施,报矿总工程师批准。

8、盲巷密闭、栅栏5m范围内严禁堆放杂物、材料等。

9、瓦斯防治中心每周对盲巷进行一次检查,发现管理设施损坏,要及时维修,防止人员误入盲巷。

5.1.4局部通风机管理制度

1、局部通风机必须由指定人员负责管理,保证正常运转。

2、掘进工作面所用的局部通风机功率应根据所需风量进行匹配。所用的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机,并能自动切换。正常工作的局部通风机必须实行“三专”(专用开关、专用电缆、专用变压器)供电。

3、严禁使用3台以上(含3台)局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。

4、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后,当电源恢复时,正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动,必须人工开启局部通风机。

5、掘进工作面与瓦斯电、风电闭锁和主备风机切换设施必须同时设计、同时施工、同时投入使用。

6、使用局部通风机通风的掘进工作面,不得停风;因检修、停电、故障等原因停风时,必须将人员全部撤至全风压进风流处,并切断电源。恢复通风前,必须由专职瓦检员检查瓦斯,只有在局部通风机及开关附近10米以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可由指定人员开启局部通风机。

5.1.5测风制度

1、矿井必须建立测风制度,配备足够的测风工坚持正常的测风工作。每10天对矿井主要进回风巷道进行测风,采区的进、回风风量、采掘面以及其它用风地点的风量根据实际需求随时进行全面的测风。因井下风量调整或主要通风机工况变化等原因,使井下风量发生较大的变化时,由瓦斯防治中心安排测风工及时进行全面测风。

2、采煤工作面测定进、回风巷道的风量;掘进工作面测定局部通风机的全压供风量、出口风量、入口风量及全压总回风量。

3、安装局部通风机前测定局部通风机前的全压供风量;更换局部通风机后及时测定局部通风机的全压供风量、出口风量、入口风量及全压总回风量。

4、主要通风机的外部漏风率至少每半年测定一次。

5、瓦斯涌出异常的采、掘面以及通风巷道的风量,瓦斯防治中心根据实际需要增加测风次数。

6、所有测风结果要及时填写到测风地点的记录牌板上和台帐上,数据要求真实可靠,严禁弄虚作假。测风员在测风过程中如发现通风系统有问题,要立即查明原因并向瓦斯防治中心汇报,待通风系统稳定后重新测定风量。

7、矿井主要进、回风巷,采区进、回风巷必须建立正规的测风站,采掘工作面及其它巷道的测风点建立临时的测风站,测风站必须挂测风牌。对正规测风站的断面每季度进行一次校正,对临时测风站的断面每月进行一次校正。测风时将巷道风量、风速、断面、温度、瓦斯和二氧化碳浓度、测定时间、测风工以及测点大气压力填写到测风牌和测风记录本上,数字齐全清楚。

8、风量测定结果每旬报矿长、总工程师签字,当矿井风量发生较大变化时,应及时向公司领导汇报。

5.1.6矿井风量管理制度

l、根据每月的生产计划和矿井通风状况,编制合理的矿井配风计划。

2、矿井配风计划必须经矿总工程师审核签字后方可执行。

3、通风报表必须按要求进行填写,数据真实、准确,上报。

4、井下主要进、回风巷必须建立测风站,并符合规程的要求。

5、测风站要设记录牌板,牌版的内容有:测风站断面、平均风速、风量、大气压力、空气温度、瓦斯、二氧化碳、测定日期、测定人以及员测点大气压力等。

6、井下所有的通风巷道或地点的风量每旬至少全面测风一次。每次测风结果必须填写在现场的测风牌板和测风记录上,及时填写旬报,上报给有关领导。

7、主要大巷要实行每十天至少测风一次。采煤工作面和采掘工作面根据实际要求随时测定进风巷和回风巷的风量,并记在测风牌板和测风记录手册上。

8、巷道中风速必须经过验算,不得有无风、微风或超速巷道。

9、工作地点每人每分钟供给风量不得低于4m3/min。

10、采煤工作面回收期间,每天测定一次工作面进回风风量,风量要满足风速和稀释瓦斯的要求,并将测定结果填在测风牌板和测风记录上。

11、巷道贯通前、系统调整后、扇风机导机或改变叶片角度后都必须进行测风,测风结果必须填写在测风记录上并及时向有关领导汇报。

12、发现风量与配风计划差别较大要及时分析原因、检查系统,并及时调整设施状态。

13、矿井外部漏风率不大于5%,矿井有效风量率不低于87%。

14、测风人员必须经过培训、考试合格人员担任,持证上岗。

15、使用合格的测风仪器、仪表。

5.1.7瓦斯检查制度

1、我矿由总工程师负责建立瓦斯巡回检查制度,由瓦斯防治中心主任和瓦斯队长负责贯彻落实,瓦检员必须认真遵照执行。

2、瓦斯浓度的检查次数规定为:高瓦斯区域,采掘工作面、专用排瓦斯巷,每班至少检查三次;低瓦斯区域,采掘工作面每班至少检查二次。密闭、机电峒室和无人工作区域等地点的瓦斯,每班至少检查一次。采煤工作面至少应检查工作面风流、工作面回风流、上隅角、割煤机附近尾巷等处的瓦斯;掘进工作面至少应检查工作面风流、工作面回风流、局部通风机附近等处的瓦斯。

3、采煤工作面、煤巷、半煤岩巷道掘进工作面及瓦斯涌出量大、变化异常的其它采掘工作面,必须专职瓦检员随时检查瓦斯。机采机掘的工作面每次开机前,瓦检员必须检查瓦斯。

4、瓦斯防治中心主任要根据矿井通风系统划分瓦斯检查区域、确定检查人员,规定巡回路线、检查时间和内容,同时要在井下牌板上注明,并制定各区域瓦斯巡回检查计划图表,经总工程师批准后执行。

5、瓦检员必须使用光学瓦斯检定器检查瓦斯,且带有不少于2m长的瓦斯检查棒。

6、瓦检员必须严格按巡回检查计划图表规定的路线、地点、时间和内容认真检查所负责地区的瓦斯情况,将每次检查结果填写在巡回检查图表和牌板上,检查时间与巡回检查计划图表规定的时间误差不得超过20分钟。

7、每次检查瓦斯的结果都必须通知现场工作人员,并由所在队组的班组长在巡回检查图表上签字,瓦斯浓度超过规定时,瓦斯检查员必须立即责令现场人员停止工作,并撤到安全地点,再向瓦斯防治中心和调度指挥中心汇报。现场人员必须无条件地服从瓦斯检查员的命令,不得拖延,更不允许超限违章作业。

8、安装瓦斯监测装置的地点应在瓦斯巡回检查计划图表中标注,瓦检员每次检查瓦斯时,都应对管辖范围内传感器的数据进行校对和记录。

9、瓦斯检查员必须了解所辖区域的通风系统,掌握风量变化、风机开停、风门开关、通风设施、防尘设施、监测装置完好等情况,发现问题及时向瓦斯防治中心汇报。

10、瓦检员每班汇报三次,低瓦斯矿井每班汇报二次,做到图表、牌板、调度台帐“三对口”。

11、瓦检员必须在井下指定地点交接班,跟班瓦检员在工作地点交接班。交接班时必须交清本班情况及下班须注意的问题,并在对方的图表上签字交接。如当班发现瓦斯超限、无计划停局部通风机或未处理完瓦斯时,必须在现场交接清楚。

12、瓦斯队长和带班长上岗要认真检查瓦检员的工作质量,分析审查图表和牌板、帮助处理问题。瓦斯队值班队长每班班后必须审查巡回检查图表,瓦斯队长在图表上签字后交瓦斯防治中心,值班员必须核对台帐、图表。

13、瓦斯防治中心值班人员必须班班审阅瓦斯台帐,掌握井下瓦斯变化情况,发现问题及时处理。对重大的通风、瓦斯等问题,瓦斯防治中心应立即向调度指挥中心汇报,并制订措施报矿总工程师批准进行处理。当班发生的瓦斯超限必须当班报瓦斯防治中心,同时汇报处理瓦斯超限所采取的措施及处理结果。

14、矿长、总工程师必须每日审阅通风瓦斯日报。瓦斯防治中心必须每日审查通风瓦斯日报,每旬至少一次审查瓦斯巡回检查图表,发现问题,采取措施进行处理。

15、由矿总工程师组织瓦斯防治中心每季对瓦检员的定员情况核定一次,人员不够的由矿长负责配备。瓦斯检查人员应由从事井下采掘工作不少于一年,初中以上文化程度,经有资质安全培训中心培训合格并取证后的人员担任。新瓦检员上岗必须跟有经验的瓦检员实习三个月后,方可独立工作。要加强瓦检员队伍的管理,确保其稳定性,瓦检员的调动必须征得矿总工程师同意。

16、瓦斯检查员必须按瓦斯检查制度检查瓦斯,遵守劳动纪律和职业道德,不得空班漏检,凡出现脱岗、虚报、假报瓦斯情况的,坚决给予留用察看或开除的行政处分。

5.1.8瓦斯报表审批制度

1、瓦斯员在井下检查瓦斯的过程中,严格执行“三对口”原则并通知现场工作人员。

2、瓦斯防治中心和调度指挥中心值班员必须审阅瓦斯班报,发现问题及时报告矿总工程师、矿长,并做好处理措施。

3、瓦斯报表要按技术要求报矿长、安全矿长、总工程师、安全管理中心主任、瓦斯防治中心主任和瓦斯队长签字生效后存档。

5.1.9防煤尘管理制度

1、生产矿井必须建立完善的防尘洒水系统,防尘用水量每年进行核算一次,地面要建立永久性防尘静压水池,其容量不小于200m3,并有备用水池。每年必须对水池进行一次清理。

2、井下所有主要进回风巷、主要运输、回风大巷、采区进回风巷、采煤工作面进回风、掘进巷道都必须敷设防尘洒水管路,每隔30—50米设一个三通阀门,保证正常的循环洒水灭尘,洒水管理要安设屏障,吊挂牢固,不拐死弯,接头严密不漏水,并有专职管路维修工。采掘工作面巷道管路安设距工作面距离不得大于20m,且工作面供水压力保证在1.5mpa以上,保证采掘工作面洒水灭尘,任何洒水管路不得兼作排水管。

3、井下各转载点:溜子机头、皮带机头、煤仓、装载点都必须安设喷雾洒水装置,保证正常喷雾洒水,设施要灵敏可靠,雾化程度好,并逐步实现喷雾洒水自动化。

4、井下所有主要进、回风巷,主要运输回风大巷,采区进、回风巷,采煤工作面进回风,掘进工作面都必须安设净化风流水幕,雾化后覆盖巷道全断面,保证灵敏可靠,使用正常,并逐步实现自动化。

5、采煤工作面综合防尘距工作面回风50米范围内安装使用喷雾装置,连续喷雾不小于10分钟,雾化好,保证正常使用,综采工作面要实行煤层注水,并建立注水台账,采掘工作面作业人员必须佩带防尘口罩,并实现湿式打眼。

6、机采和机掘的工作面必须安装内、外喷雾装置,采煤机截煤时必须喷雾降尘,内喷雾压力不小于2mpa,外喷雾压力不小于1.5mpa,喷雾流量应与机型相匹配,如果内喷雾不能正常使用,外喷雾压力不小于4mpa,无水或喷雾装置损坏时必须停机。掘进机作业时应使用内、外喷雾装置,内喷雾水压不小于3mpa,外喷雾水压不小于1.5mpa。如果内喷雾使用水压小于3mpa或无内喷雾装置,则必须使用外喷雾装置和除尘器。外喷雾必须用喷咀雾化,喷雾流量每个滚筒不低于15l/min,雾化要覆盖滚筒。综采工作面必须安装使用移架喷雾装置,破碎机必须安装防尘罩或除尘器,机掘工作面必须安装使用除尘器或防尘风机或其它有效的降尘措施。

7、建立洒水灭尘制度,配备足够的专职洒水工,对井下所有巷道必须每周循环洒水一次,对煤尘易堆积的死角必须随时进行洒水灭尘,对转载点及易产生煤尘飞扬的地点必须及时进行洒水灭尘,确保各类巷道无煤尘堆积。各主要进风巷、运输大巷必须每年刷白一次,每月必须填绘防尘系统图,建立防尘设施管理台账,防尘设施检查记录。

8、矿井必须有煤尘爆炸性鉴定检验报告,确定煤尘爆炸指数。我矿3#、4#煤层煤尘具有爆炸性,必须集中布置隔爆水棚,并符合井下要求,主隔爆水棚设置地点:矿井两翼与井筒相联通的主要运输大巷和回风大巷、相邻采区之间的运输巷和回风巷。辅助隔爆水棚设置地点:回采工作面进回风顺槽和掘进巷道。隔爆水棚必须符合《煤矿用隔爆水棚通用技术条件》的规定,经国家质检部门检验合格。水棚的用水量按巷道断面积计算,主要隔爆水棚不少于400l/m2,辅助隔爆水棚不小于200l/m2。水棚排间距应为1.2m—3m,主要水棚区长度不小于30m,辅助水棚区长度不小于20m,水棚之间的间隙与水棚同支架或巷壁之间的间隙之和不得大于1.5m,水棚边与巷壁之间的距离不得小于0.1m,水棚距巷道轨面不应小于1.8m,水棚区内各排水棚的安装高度应保持一致,水棚区巷道需挑顶时,其断面积和形状应与其前后各20m长度的巷道保持一致。水棚应设在巷道的直线段内,与巷道的交叉口、转弯处距离不得小于50m,当水棚采用易脱钩的布置方式时,水棚的挂钩位置要对正,每对挂钩的方向要相向布置(钩尖与钩尖相对)挂钩角度为60—65度,钩尖长度为25mm。水棚要经常保持完好和规定水量应每周检查一次,并建立隔爆设施管理台账,检查记录。

9、矿井要配备足够的测尘人员,并成立粉尘化验室负责测尘和粉尘化验工作。测尘员应按计划定期对井上、下作业场所的粉尘进行测定,按规定井上测点每月测定一次,井下每个测点的粉尘浓度每月测定两次,在测定全尘浓度的同时,还必须测定呼吸性粉尘浓度,测点布置要按规定布置,并开展个体粉尘测定工作,按规定还必须对粉尘分散度每半年测定一次,对粉尘中游离二氧化硅含量每半年测定一次。每次采样后及时填写采样记录,采样结果带回化验室进行数据处理,必须当天进行数据分析,结果填写在测尘记录表中,上报有关领导及科室。

5.1.10防灭火管理责任制度

1、矿长对矿井防灭火工作负全面领导责任,总工程师负技术领导责任,各有关部门分工负责。

2、瓦斯防治中心负责自燃火灾和矿井火灾的处理。

3、机运管理中心负责电气火灾和机械火灾的预防。

4、技术管理中心负责地质、测量、开拓、开采设计和生产工艺方面预防自燃火灾和外源火灾。

5、安全管理中心负责灭火制度的执行情况和日常的井下明火管理。

6、供应科负责矿井防灭火工作所需材料、设备的供应。

7、劳资科负责矿井防灭火工作所需资金。

8、与矿山救护队签订协议,负责发生火灾时的灭火救灾工作。

9、由内因、外因火源引起的井下火灾。统称为矿井火灾事故。凡发生矿井火灾事故,均须进行事故统计与分析,并按规定向上级呈报事故报告。

10、矿井防火工程项目应列入矿井生产建设,长远规划和年度、月度计划。矿井防灭火所需的费用,材料和设备等必须列入公司财务和供应计划,并组织实施。

5.1.11防灭火装备管理制度

1、矿井必须按《煤矿安全规程》的要求设计和建立灭火供水系统,并在矿井、水平和采区投产时同时使用,并保证送到用水地点时,管中水压不低于0.4mpa,水流量不少于0.6m3/min。

2、消防水管路的下列地点必须设置三通阀门。

(1)主副井井口。

(2)井底车场附近及清撒平巷、装载硐室内。

(3)主要大巷、倾斜巷道、采区巷道每隔100m处。

(4)皮带运输道每隔50m,皮带机头、机尾附近15m以内。

(5)采用可燃性支护材料的巷道每隔50m一处。

(6)回采工作面进、回风巷20m以内。

(7)掘进工作面巷道口处。

(8)其它易发生火灾的地点。

三通阀门的位置应便于使用和维修,必须有明显易辨的标志,其出口禁止射向电缆接线盒及其它电气设备。

皮带运输巷每个三通阀门上必须接一根25m长软管。

3、矿井进风巷道口必须有防止烟火进入的安全措施。井下机电硐室和材料库装设向外开的防火铁门。

4、皮带运输机应装设皮带火灾报警装置和自动洒水装置。

5、井下爆破材料库、机电硐室、材料库、井底车场、使用胶带输送机或液力偶合器的地点,都应配备合格的、数量齐全可靠的消防设施。

6、矿井必须建立矿井反风系统,用于进风井口、井筒、井底车场及总回风巷发生火灾时使用。矿井反风装置每季度检查一次,每年进行一次反风演习,反风演戏计划应按规定审批。

5.1.12日常防火管理制度

1、任何人发现井下火灾时,应视火灾性质,灾区通风和瓦斯情况,立即采取一切可能的方法直接灭火,控制火势,并迅速报告矿调度指挥中心。跟班矿长应依照《矿井火灾事故应急救援预案》的规定,将所有可能受火灾威胁地区的人员撤离危险区域,并组织人员利用现场的一切工具和器材进行灭火。电气设备着火时,应首先切断电源,在切断电源前只准使用不导电的灭火器材进行灭火。

2、调度指挥中心接到井下火灾报告后,立即按照《矿井火灾事故应急救援预案》通知有关人员,值班领导在矿长和总工程师未到达前,应立即会同矿山救护队长,瓦斯防治中心主任和机运管理中心主任等根据具体情况,组织抢救灾区人员和灭火工作。

3、在抢救人员过程中,必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘和其它有害气体的浓度和风流、风量的变化,还必须采取防止瓦斯、煤尘和人员中毒的安全措施。

4、一旦发生矿井火灾事故,必须立即成立救灾指挥部,矿长和总工程师必须立即赶到现场组织救灾工作,矿长任总指挥。

5、用水灭火时应先从外围灭火,后灭火源,禁止向高温火源直接用水灭火,用水灭火时注意发生水煤气爆炸。

6、井下皮带运输系统必须安设烟雾或温度连续监测装置,当发生火灾时能自动进行喷雾。

7、井下移动变压器、机电硐室和检修硐室必须设置灭火器材、沙箱。

8、配备必需数量的一氧化碳、氧气测定仪和必需的多功能气体测定器,要指定专人按规定定期检测。

9、标有有效期的消防器材都必须定期更换。

5.2“一通三防”安全技术措施

5.2.1井下预防自然发火的安全技术措施

1、在老窑或采空区附近开采的工作面,通风区必须制定防自然发火的专项技术措施,开采与老窑构通(或可能构通)的工作面时,必须报集团公司总工程师批准。

2、采空区密闭必须定期检查气体及温度变化情况,检查工程质量完好情况,采空区密闭由于地压作用和年久失修,造成质量下降或漏风时,应及时进行处理。

3、采煤工作面回采结束后,45天内必须有所有与已采区相连通的巷道中设备防火墙,全部封闭采空区。

4、永久密闭工程必须严格按《煤矿安全规程》要求施工。

5.2.2预防瓦斯的措施

1、认真宣传安全生产方针,使全矿职工树立“安全第一”的思想,宣传瓦斯的危害及防治措施。

2、入井人员要严格按照“三大规程”作业,杜绝“三违”现象发生。

3、加强矿井通风系统管理,采掘工作面、硐室、及其它地点均要严格配风,消除不合理的“三风”(串联通风、扩散通风、老塘通风),合理分配风量,各采掘地点及硐室的供风量符合规程要求。

4、瓦斯防治中心测风人员要按时测定好井下各地点风量,做好测风报表,对井下供风量不足的地点发生瓦斯积聚或超限。

5、严格设计并加强施工管理,人为地造成盲巷,必须在24小时内予以封闭。

6、巷道贯通、排放瓦斯必须制定专门的安全技术措施,并严格按措施执行。

7、加强局扇管理,严格执行《煤矿安全规程》关于局部通风管理的有关规定。

8、采掘工作面放炮要严格执行“一炮三检”及“三人联锁”放炮制度,严禁违章装药、违章放炮。

9、瓦斯员要杜绝空班漏检,一旦发生瓦斯超限,立即按规定予以处理,要特别注意检查并处理回采工作面上隅角和巷道冒高点的瓦斯。

10、彻底消除电器设备失爆隐患,杜绝引爆火源。

11、矿严格管理安全监控设备,保证监控系统正常运转。做到对井下和各采掘工作面瓦斯、一氧化碳、温度、风速实施二十四小时连续自动监测。

12、采、掘工作面瓦斯传感器瓦斯浓度达到1%时能够立即发出报警,瓦斯浓度达到1.5%时能够自动切断采、掘工作面所有非本质安全型电气设备。

13监控中心安全监测工做好瓦斯等传感器的日常标校、维护工作。

14、进一步完善矿井隔爆设施,按规定进行合理布置。

15、健全井下通讯设施,确保抢险救灾信息传递工作正常进行。

16、所有下井人员必须佩戴自救器。

17、加强职工培训,提高职工的安全意识。

5.2.3采煤工作面瓦斯管理安全措施

1、采煤工作面要配备专职瓦斯检查员,严格执行现场交接班制度,24小时盯岗制度。

2、瓦斯检查员必须每班认真检查上隅角瓦斯情况,并每班给瓦斯防治中心汇报3次,并做好检查记录。如出现瓦斯局部积聚、超限等特殊情况时,要及时向瓦斯防治中心和调度指挥中心汇报,并立即责令采面停止一切工作,处理完积聚瓦斯后方可恢复工作。

3、工作面风量必须严格按计划配风,测风人员对采面风量按照规定每旬测定一次外,其它时候也要根据实际情况随时进行测风,保证风量稳定、可靠。

4、工作面严格执行“一炮三检”制度。每次进行放炮作业都必须做好瓦斯检查,并认真填写“一炮三检”记录。

5、采面上、下出口,特别是在上隅角附近20米范围内进行打眼、放炮,端头支架迁移、、回收、支护等作业时,瓦斯检查员必须先严格检查瓦斯,只有在瓦斯不超限时方可进行打眼放炮等工作,坚决杜绝瓦斯超限作业。

6、强化电气设备管理,特别是采面及上隅角附近所用的煤电钻及电缆必须保证完好,杜绝电气失爆。采煤队安排电工负责定期检查并做好记录。

7、上隅角出现瓦斯浓度达到2%,体积0.5m3以上的积聚现象必须按《煤矿安全规程》138条规定,在附近20米以内停止工作,撤除人员,切断电源,进行处理,必须在瓦斯浓度降到1%以下时,方可通电开动。

8、采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止作业,撤除人员,采取措施,进行处理。

9、发生瓦斯、二氧化碳超限时,瓦检员必须做好处理结果记录,交接班时必须认真仔细交接采面瓦斯情况,并填写好交接班记录。

10、根据上隅角易积存瓦斯的特点,必须采取如下措施进行处理:一是利用导风幛引风的方式排除上隅角瓦斯,二是利用专用排瓦斯巷稀释积存的瓦斯。

11、上隅角浮煤必须班班清扫干净,严禁浮煤压入在老塘内。

12、工作面安全监控系统设备严格按规定加强管理,传感器必须每7天调校一次,采煤工作面瓦斯传感器每7天进行一次瓦斯超限断电实验,保证瓦斯断电系统功能完好,传感器的挂设位置必须符合规定。工作面瓦斯传感器离工作面距离不得大于10米。

13、严格落实“一通三防”齐抓共管责任制,对破坏“一通三防”设施者进行严惩。

14、安检人员必须对措施执行情况进行检查,特别是采掘工作面浮煤情况和采掘队组有关人员便携式瓦斯报警仪的携带和使用情况等。

5.2.4掘进工作面瓦斯管理安全措施

1、强化局部通风管理,严格按计划配风,局部通风机严格按规定及安全质量标准化求安装使用,杜绝局扇循环风和掘时工作面风量不足等情况。

2、掘进工作面局扇必须专人管理,以确保正常运转,严禁无计划停风,任何人不得随意停开局扇或断开风筒,严禁损坏局部通风设施。

3、严格按安全质量标准要求接设风筒,做到接头严密不漏风,无破口,吊挂平直,逢环必挂等。

4、工作面必须实行“三专两闭锁”,当局扇停止运转时或工作面瓦斯超限时,都能自动切断供风巷道的一切非本质安全型电源。

5、交接班临时停工时,不得停风,因检修或其它原因有计划停风时必须按局扇停风措施撤出人员,切断电源,恢复通风前必须瓦检员到位,检查工作面、风机及启动装置附近10米范围内瓦斯浓度,当检查结果符合规程规定,方可开动局扇进行通风,否则必须制定排除瓦斯措施进行处理。

6、爆破作业严格执行“一炮三检”、“三人连锁”放炮制度,放炮员和班组长的便推携式瓦斯报警仪必须随身携带,当回风流中瓦斯浓度达到1%时严禁放炮。

7、工作面安全监控系统设备严格按规定加强管理,瓦斯传感器定期调校,并进行瓦斯超限自动断电的瓦斯电闭锁实验,保证监控系统功能完好。传感器的挂设位置必须符合规定,瓦斯传感器离工作面距离不超过5米。

8、风筒末端到工作面的距离不得大于5米,保证迎头风量。

9、电气设备严禁失爆,发现电气问题,电工要及时处理。

10、掘进作业严格落实执行巷道贯通、瓦斯排放等专项安全技术措施。

第六章安全措施及建议

6.1安全管理措施及建议

1、结合矿井实际制定《矿井灾害预防与处理计划》,增强针对性和可操作性,尤其是在矿井自然条件、生产田间发生变化时,及时组织有关部门进行修改、补充并贯彻实施;

2、进一步充实矿四级培训机构专职师资力量,加强对矿井从业人员的安全生产教育培训,尤其应注重培训实效。提高从业人员的安全意识和自我保护能力。严禁未进行安全生产教育和培训或者教育和培训不合格的人员下井作业;

3、充分重视煤矿安全生产管理人员和特种作业人员培训、复训工作,根据矿井生产规模的需要,加强管理人员、技术人员及特种作业人员的配备,特种作业人员必须全部做到持证上岗。

4、加大安全隐患排查、治理、整改力度。对矿井隐患实行分级管理,定期排查、治理和报告,实现隐患闭合管理。

5、强化煤矿的技术管理工作,严格技术措施、作业规程的编制、审批。增强针对性和可操作性,并根据作业香肠条件的变化及时修改完善。定期组织在用安全设备、仪器、仪表的检测检验。加大作业香肠的安全管理与监督,明确安全责任,确保各项安全措施落实到位。坚持不屑地开展安全质量标准化工作,提高标准化创建质量,夯实矿井安全生产管理基础。

6.2钻孔施工安全技术措施

在进行钻孔施工时,应做到:

1、施工钻孔的所有电气设备的防爆质量必须符合《煤矿安全规程》中的有关规定,抽排区、综采二队必须加强各自电气设备的检查与维护,杜绝电气设备失爆失保现象的发生,确保设备完好。

2、施工钻孔的电气设备的电源必须和该工作面的瓦斯探头实行瓦斯、电联锁。

3、施工钻孔前,要将钻机设备摆放平稳,打牢压车柱,吊挂好风、水管及电缆。

4、钻孔施工过程中,钻杆前后不准站人,不准用手托扶钻杆,所有施工人员要将工作服穿戴整齐。

5、在钻孔施工过程中,严禁用铁器敲砸钻具,并采取有效的防灭尘措施。

6、在钻孔施工过程中,通风区测气员要加强施工处的瓦斯等气体的检查,对瓦斯等气体的管理要严格按照《煤矿安全规程》中的有关规定执行,严禁瓦斯超限作业,施工班长要保证在施工过程中能够正常使用便携仪。

7、在钻孔施工过程中,若瓦斯超限时,测气员和施工负责人要迅速地将所有人员撤至安全地带,同时切断打钻地点内所有电气设备的电源,并及时向矿总工程师、矿调度所及有关单位汇报,只有经过处理且瓦斯等有害气体的浓度恢复正常后,方可继续施工。

8、在钻孔施工过程中,操作人员要按照钻机操作规程和钻孔施工参数要求精心施工,严格控制钻进速度,钻机不得在无人看管的情况下运转,在人工取下钻杆及加钻杆过程中,钻机的控制开关必须处在停止位置,不得违章作业,同时做好施工记录。

9、在钻孔施工过程中,通风区验收人员负责对钻孔的施工质量进行监督、验收。

10、钻孔取钻终孔后,抽排区必须及时对钻孔进行封孔、合茬、抽采,严禁钻孔口瓦斯积聚。

11、生产维护中心管子队负责把空压机6吋压风管、供水管及排水管路接至钻孔施工处,并在钻孔施工处拨水头、排水头及风头。

6.3抽放系统管理措施及要求

1、顶板高位钻孔施工安全技术措施由抽排区另行编制。

2、瓦斯抽放管路必须靠帮吊挂整齐、牢固,且严密不漏气。

3、瓦斯抽放管路必须铺设在工作面轨道顺槽上帮,管路与工作面顺槽的电缆必须及其它电气设备分开铺设,不得与带电物体接触。

4、各单位在上风巷打运设备、物料等时,应注意保护好瓦斯管,严禁随意破坏或碰撞管路。抽放管路一旦被损坏,责任单位立即汇报调度所,调度所立即安排抽排区及安装工区进行处理。

5、通风区应在各个钻场内设有瓦斯检查记录牌板,对进行钻孔施工的钻场,每班至少检查瓦斯等有害气体不少于三遍,对不施工的钻场每班检查不少于一次。通风区在钻场内挂好风障,风量满足要求,测气员检查时发现瓦斯超过规定应立即汇报并采取措施处理,同时抽排区每施工完一个钻孔应立即封孔合茬抽放,以防止钻孔的瓦斯溢出,造成钻场及巷道内瓦斯集聚事故。

6、监控工区必须在施工的每个钻场内安设一个甲烷传感器,当瓦斯浓度达到0.8%时,必须立即切断钻场内及工作面、工作面回风巷内所有电气设备电源。甲烷传感器必须每周用标准气样进行标校,保证其灵敏可靠。

7、抽排区在钻场内施工钻孔时,钻工班长必须携带便携式瓦斯检测报警仪,经常检查施工地点瓦斯浓度。当瓦斯浓度达到0.8%时,必须立即停止钻进,汇报调度所及抽排区。由调度所通知通风区及抽排区进行处理。

8、调度所应在施工地点安设一部直通矿调度的电话。

9、监控工区必须在移动泵排气端下风侧栅栏外5米处设置一个甲烷传感器,当瓦斯浓度达到1.0%时,监控机房值班人员必须立即汇报调度所、通风副总及总工程师。

10、通风区必须在移动泵排气端下风侧30米,上风侧5米处分别设置栅栏,揭示警标,严禁人员入内。并确保该巷道内的风量不低于1000m3/min。

11、移动泵排气端前、后50米内巷道必须支护良好,并必须切断所有轨道、管路、电缆及电气设备。并严禁任何作业。监控人员标校甲烷传感器及其他人员进入栅栏内,必须由瓦斯检查工陪同,严禁单人进入栅栏内。

12、抽排区必须在移动抽排泵排气端设置扩散器,并在扩散器上覆盖皮带机皮进行保护。

13、抽排区必须每班安排移动抽排泵司机,并严格实行现场交接班。

6.4煤与瓦斯突出防治系统

1、加强防突工作,严格执行“四位一体”防突措施,防止突出事故发生;

2、要加强瓦斯地质预测预报工作,完善矿井瓦斯地质图和防突预测图,对过断层及过异常带要采取针对性措施;

3、在才采场的安排上应严格遵循“可保尽保,应抽尽抽”的战略举措;新水平、新采区编制采区设计时,务必要依据新采区瓦斯地质情况编制防治煤与瓦斯突出设计;

4、随着开采深度的不断加深,地压及瓦斯压力的增大,煤与瓦斯突出的危险性也随之增大,建议该矿井与科研单位和高校合作对矿井瓦斯赋存规律、矿井综合防突技术以及突出临界指标进行系统的研究,为该矿井投产后的安全生产提供防突工作的指导;

5、针对开采高应力、高瓦斯压力、低孔隙、低透气性煤层,该矿井在采取矿井瓦斯抽放、解放层开采等常规措施的同时,研究并才用低孔隙煤层深、浅孔注水技术、水力挤出防突技术,以有效解决该矿井低孔隙、低透气性煤层瓦斯、煤层与瓦斯突出等灾害防治难题。

6.5其他和煤矿安全有关的建议与措施

1、防灭火系统

1)健全和完善矿井灌浆系统,确保综采面随采随灌或采后集中灌浆和连续进行发火倾向检测;

2)沿空送巷掘进工作面预留煤柱厚度要有防止煤柱压裂漏风的措施,防止采空区余煤自燃;

3)加强井下歌采空区密闭墙的管理,杜绝密闭墙漏风,防止采空区煤炭自燃;

4)无论是什么抽放方法,都存在采空区漏风和自然发火问题,其次,工作面增大风量排放瓦斯、分层开采中的下分层开采也易加大煤层自燃的危险性。因此。应合理确定采煤工作面的长度和开采高度,在保证一定的推进速度前提下,提高回采率,减少采空区丢煤;合理确定采煤工作面的通风方式和最佳通风量,选择合理的采空区抽放瓦斯方法和优化抽放参数;

5)在采区开采设计中,应明确选定自然发火观测站和观测点位置,确定煤层自然发火的标志气体和建立自然发火预测预报制度,所有检测分析结果必须记录在专用的防火记录簿中,并定期检查、分析整理,发现自然发火指标超标或达到临界值等异常变化时,立即采取措施,进行处理。采掘作业规程编制应有防灭火措施和防治煤层自然发火等措施。

6)矿井所有工作人员都要掌握灭火器材的使用方法,熟悉自己工作区域内灭火器材的放置地点,每个嫉妒由矿长组织有关人员对矿井消防供水系统、灌浆系统、反风设施、防火门、防火墙、消防器材设置点和消防材料库进行一次大检查,及时更换失效的灭火器。

2、防尘系统

1)利用各种宣传工具大力宣传粉尘的有关知识,提高广大工作人员对粉尘危害性及搞好矿井综合防尘工作重要性的认识;

2)对综采工作面必须采取煤层注水措施,提高注水效果,综采工作面移支架必须喷雾灭尘;采煤工作面上、下顺槽内必须在规定的地点安装净化喷雾装置,并保证正常使用;

3)加强掘进巷道综合防尘设施的检查维修,尤其是加大外委施工队伍的综合防尘监管力度;

4)按要求安装各类割爆设施,并定期巡查维护,完善隔爆设施与巡查记录。

3、电气系统

1)要严格执行停送电管理制度,严禁带电检修。变电所严格执行“两票三制”管理制度,认真做好各项记录,不断提高供电管理水平;

2)对供电系统的短路、过电流保护要即使按实际负荷变化情况进行计算和整定,完善全矿高低压继电保护整定计算书,以达到保护动作灵敏可靠,杜绝越级跳闸;

3)加强电气设备维修、管理,确保设备完好,坚决消灭电气失爆现象;即使淘汰不符合规定的电气设备;

4)加强电气设备维护操作人员的安全学习、业务知识培训,努力提高职工电气接线工艺水平、专业知识素质,从而提高设备维修、保养安装质量,实现安全运行,并坚决做到持证上岗。

4、通信系统

加强对矿井通信系统的检查维护,保证通信畅通。

坚持有目的、有计划、有步骤、有重点地组织开展所服务矿井的预防性安全检查活动,熟悉井下各系统情况;

预期效果

瓦斯治理是一个多系统、多方位、多因素的系统工程,本治理方案是以改造矿井通风系统和防突、瓦斯抽放为重点,完善各项保障措施为支撑,实现瓦斯治理达到“通风合理、抽采达标、监控有效、管理到位”为目的的治理方案。通过治理方案能达到以下效果:

1、通过通风系统改造,可以实现稳定可靠的通风系统,达到系统合理,设施完善、风量充足、风流稳定、风排瓦斯效果好。

2、逢掘必探、先抽后掘,先抽后采,抽采达标消除突出隐患。

3、监测监控做到设备先进、装备齐全之后,将对矿井瓦斯机构做到数据准确、断电可靠、处置迅速、监控效果更好的目的。

4、健全管理体制,完善各种规章制度,加强监督检查,是实现安全生产的重要保障。

5、通过对从业人员的安全培训教育,可进一步增强职工安全发展理念,树立社会安全意识,提高安全生产技能。

6、通过各项措施的实现,可提高矿井的抗灾能力,增大职工的生产积极性和主动性。

7、对企业的管理者,可进一步提高科学管理水平和综合治理能力

8、安全就是效益,瓦斯治理效果好,可提高企业的经济效益和社会效益,企业就会不断发展壮大。

篇4：Z煤矿井下烧焊安全措施

我矿主井底安装两台k2给煤机分别向两个定量煤斗给煤,k2给煤机与煤库用溜煤槽连接,近期出水煤和煤矸石时,煤库侧溜煤槽口容易堵塞造成溜煤槽出口不畅,按照《主提升系统改造安全技术措施》决定对主井底煤库侧溜煤槽口扩大,南侧溜煤槽更换底板需要烧焊,特制定以下安全技术措施。

一、施工时间:以烧焊审批报告单批准时间为准。

二、施工地点:主井底。

三、施工内容:主井底煤库侧两个溜煤槽拆除、重新安装,南侧溜煤槽更换底板。

四、施工负责人:安全负责人:。

五、安全风险评价

1、氧气、乙炔不按规定运输造成事故隐患。

2、氧气、乙炔不按规定放置、使用造成事故隐患。

3、接电焊机时不按规定停、送电造成事故隐患。

4、不按规定检测瓦斯浓度和消防器材准备不足易形成事故隐患。

5、电焊机不按规定使用造成事故隐患。

6、安装、撤除、维修电器、设备时,未按规定执行停送电制度,违规操作造成事故隐患。

7、安装、撤除、移动设备时,违规操作造成事故隐患。

8、规程措施不贯彻、不学习、不落实可能造成事故隐患。

六、施工安全技术措施

1、本措施经审批后,施工前必须组织有关人员认真学习本措施,提出落实方案,责任到人,并严格执行本措施

2、参加施工人员必须有良好的业务素质,并且能够按措施正确施工。

3、施工前对所施工现场进行实地测量,发现问题及时处理。并对所需工具和临时防护措施进行检查。

4、施工现场附近应设置安全护栏,并悬挂警示牌,闲杂人员禁止进入施工现场。

5、特殊工种和岗位要持证上岗,非本工种人员严禁操作。

6、加强自我保护意识,时刻注意施工情况和周围环境。

7、必须清理干净现场周围和烧焊物品内的易燃、易爆物品后方可进行烧焊作业。

8、施工现场必须有两台合格的灭火器、消防用水以及消防桶等安全消防设施。

9、必须分开运输氧气瓶、乙炔瓶,以免发生碰撞。瓶外壳不准有油渍,且不准用用有油手套搬运,气瓶上的仪表和阀门应齐全、完好。

10、施工现场乙炔瓶在氧气瓶上首,两瓶之间距离不得小于5米,且离施工现场10米以上,气线长度不能低于15米。

11、电焊设备及焊接工具的绝缘和焊机外壳的接地必须良好。

12、电焊机接电时,必须由专业电工负责,线路必须有良好的绝缘性,严禁出现“鸡爪子”、“羊尾巴”、“明接头”,焊机要在焊接地点,焊点不能超过5米,防止电焊电流扩散。

13、电焊机一次侧必须有随时停电的电源开关,停止电焊时,应及时切断电源。

14、施工前,提请有关部门进行与作业有关区域范围内的监测监控屏蔽。

15、施工前,首先由瓦检员检查施工地点周围20米范围内瓦斯浓度,是否符合《规程》规定,确认无误后方可施工,且有一名瓦检员在施工现场随时检查瓦斯浓度。如果瓦斯浓度超过0.5%,应立即停止作业,撤离现场,并报告有关领导,采取有效措施,待条件允许后方可从事电、气焊工作。

16、电焊钳必须完整无损,有可靠的绝缘。

17、施工负责人要看好现场,对现场的各种管线和各种设施进行保护,且对施工现场周围10米范围内易燃物彻底清扫,并对周围20米范围内洒水降尘。

18、电、气焊时必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。

19、施工地点周围10米范围外应设安全围栏,并挂设警示牌,闲杂人员严禁进入施工现场。

20、在工作中,要及时扑灭残火,不能随意抛弃。

21、现场监督员要及时检查现场的一切不安全因素,发现问题及时处理,并监督措施的执行情况。

22、施工完毕后,施工地点必须用水再次冲洒,并派专人在工作地点留守观察1小时,发现异状立即处理,确认无问题后,方可离开现场。

23、本措施有关人员认真学习、执行。

24、其他未尽事宜严格按照《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《煤矿安全质量标准化标准》最新版本及上级有关安全技术文件执行。

篇5：X煤矿井下烧焊作业施工安全措施

安全措施:

1、参加烧焊人员必须能掌握电气焊操作规程,并持证上岗,严格按《煤矿安全规程》要求操作。

2、电气焊设备在运输过程中应轻搬轻放,严禁碰撞和涂抹油污,并要保护好电缆。运输氧气、乙炔瓶时,须轻搬轻放,严禁剧烈撞击,严禁放在同一矿车内。平巷运输时两气瓶要保持10米以上距离。

3、施工前认真检查氧气、乙炔管路及减压阀是否完好,达到合格不漏气,各阀门开启灵活、关闭严密。

4、乙炔瓶上必须装有防护罩及回火逆止器。乙炔瓶减压阀低压侧压力不得超过0.15ma,氧气流速不超过1.5-2。氧气测压不超过1.5。

5、气焊所用火源只允许安全员携带,其他人员严禁携带点火物品下井。

6、烧焊现场应保持正常通风,通风满足要求方可烧焊。

7、烧焊工必须佩带瓦斯便携仪,烧焊作业前和进行中,瓦斯员要仔细检测现场瓦斯浓度,当瓦斯浓度低于0.5%时方可烧焊;否则必须采取措施,加强通风,待瓦斯浓度低于0.5%,才能进行烧焊工作。

8、烧焊作业时,要穿戴好各种保护用品,佩带良好的绝缘手套严格按操作要求作业。

9、烧焊地点要设专用可靠的洒水管路和足够长的胶管及防火锨、不少于0.2m3的细纱、2台干粉灭火器等灭火设备和用品。

10、烧焊前,对烧焊地点20米范围内易燃易爆物品进行彻底清理,烧焊时对施工现场进行一次彻底洒水。

11、电焊机压接电源必须有专职电工操作,严格执行停送电制度。电焊机电压要与电源电压相符。

12、烧焊时,两瓶间距必须大于5m,两瓶与明火间距大于10m。

13、烧焊作业时,乙炔瓶、氧气瓶要固定牢固,防止倾倒。严禁卧放作业。电气焊操作时严禁扯、拉、挤压歧路及把子线、损坏氧气、乙炔表等,杜绝各类事故发生。

14、烧焊人员携带的工具应严加保管,不得乱放或转借他人。

15、烧焊过程中,必须对电缆加以保护,严禁损坏电缆及其它物体。

16、烧焊完毕后,所有的工具、设备等要全部升井,清理好现场,并再次对现场洒水,彻底消灭火种,留派专人在现场检查1小时,发现异状立即处理,确认无问题后方可离开。