瓦斯防治基本要求

篇2：煤矿瓦斯事故隐串及防治措施

一、瓦斯、瓦斯事故的概念

矿井瓦斯是指井下以甲烷CH4为主的有毒、有害气体的总称,是各种气体的混合物,它含有甲烷、二氧化碳、氮和数量不等的烃以及微量的稀有气体等,但主要成分是甲烷。因此,习惯上所说的矿井瓦斯就是指甲烷而言。

由于气体所造成的事故统称为瓦斯事故,包括瓦斯燃烧、瓦斯爆炸、煤与瓦斯突出、缺氧窒息、有毒气体中毒等。在我市,瓦斯事故的形式主要是缺氧窒息和有毒气体中毒。

二、矿井井下缺氧窒息事故

氧气是维持人的生命所必须的物质,就象鱼儿离不开水一样。休息时每个人所需氧气量平均为0.25L/min。井下行下走和工作时为1-3L/min。如果空气中氧气浓度降低,就会影响人体健康。氧浓度减少对人体的危害如下表:

氧气浓度列低对人体的危害表

空气中的氧气浓度(%)

人体的反应

17

休息时无影响,工作时会引起喘息、呼吸困难

15

呼吸急促,脉博跳动加快,判断和意识能力减弱

10-12

失去理智,时间稍长即有生命危险

6-9

失去知觉,几分钟内心脏尚能跳动,若不急救就会死亡

井下的氧气全部由地面的空气通过自然通风或机械通风的方法提供。地面空气的主要成分为氮气、氧气,二氧化碳,按体积百分比计算,氮气占79%,氧气占20.96%,二氧化碳占0.04。

地面空气进入井下后氧气浓度会减少,原因是:作业人员呼吸、煤的氧化、坑木腐烂、井下火灾及瓦斯煤尘的爆炸等都直接消耗了氧气。另外,煤岩层揭露后不断释放出的各种气体及生产过程中爆破、机器运转不断产生的有害气体,也相应地降低了空气中氧气的浓度。

当人进入井下没有通风的上山、下山或独头煤岩巷时,由于严重缺氧,就可能发生缺氧窒息事故。

《规程》规定,在采掘工作面的进风流中,按体积计算,氧气浓度不得低于20%。

三、矿井井下中毒事故

矿井空气中的主要有毒有害气体有:一氧化碳CO、二氧化碳CO2、二氧化硫SO2、二氧化氮NO2、氨NH3、甲烷CH4等。

1、一氧化碳的性质、来源及危害

一氧化碳是一种无色、无味、无臭的气体;相对密度是0.97,几乎能均匀扩散在空气中;微溶于水,能燃烧,但不助燃,当浓度达到13%~75%时能爆炸;有强烈的毒性。

井下一氧化碳的主要来源有:矿井火灾;煤炭自燃;瓦斯与煤尘爆炸;爆破工作以及润滑油高温分解等。

一氧化碳对人体的危害极大。当空气中一氧化碳的体积浓度达到1.28%时,人在这种空气环境中呼吸1~3分钟,就会停止呼吸死亡。一氧化碳中毒者两颊有红斑点,嘴唇呈桃红色。如果经常在一氧化碳稍微超过允许浓度的环境中工作,虽然短时间不会发生中毒症状,但由于人体组织长时间缺氧,可导致记忆力衰退、失眠和情绪不好等慢性中毒。

据统计,在煤矿发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸及火灾事故时死亡的人数中,约70%~75%都是因一氧化碳中毒而死。我市煤矿中毒事故,绝大多数都是由于一氧化碳造成。

《规程》规定一氧化碳的最高允许浓度是0.0024%。

2、二氧化氮的性质、来源及危害

二氧化氮具有刺激性臭味,呈棕红色,相对密度1.57,极易溶于水,不自燃、也不助燃,是一种剧毒性气体。

井下二氧化氮主要来源于放炮工作,1公斤硝铵炸药爆破后能产生10升二氧化氮气体。二氧化氮对人的眼睛、鼻腔、呼吸道及肺部组织具有强烈的腐蚀破坏作用,能引起肺水肿。二氧化氮中毒的特点是,起初无感觉,即使在危险浓度下,也只是感觉呼吸道受刺激而咳嗽,经过6-24h后才出现中毒现象;其症状是,严重支气管炎、呼吸困难,手指尖及头发出现黄斑、吐淡黄色痰液、发生肺水肿、引起头疼、呕吐现象,以致死亡。二氧化氮中毒是我市早期煤矿气体中毒事故中较多见的一种。

《规程》规定二氧化氮的最高允许浓度是0.00025%。

3、二氧化碳的性质、来源及危害

二氧化碳是无色略带酸臭味的气体,相对密度1.52,比空气重,多积存在巷道下部,易溶于水,不自燃、也不助燃,略有毒性,对人体部分器官有刺激作用而增强人体呼吸。

井下二氧化碳的主要来源有:从煤层、岩层中涌出,煤岩、坑木等物质的氧化,爆破工作,矿井火灾、瓦斯、煤尘爆炸,人的呼吸。

《规程》规定,采掘工作面进风流中二氧化碳浓度不得超过0.5%;矿井总回道或一翼回风中二氧化碳浓度不得超过0.75%;采区和采掘工作面回风流及采掘工作面风流中二氧化碳浓度都不得超过1.5%。

4、硫化氢的性质、来源及危害

硫化氢是一种无色、有臭鸡蛋味的气体,对空气的相对密度为1.19,易溶于水,有强烈毒性。

井下硫化氢来源主要是坑木等有机物腐烂和含硫矿物水化产生;老空区积水可能积存硫化氢,搅动时会放出;有些煤体中也会涌出硫化氢。

硫化氢强烈刺激眼睛及喉咙。中毒时感到头痛、呕吐乏力,严重时失去知觉,抽筋直至死亡。硫化氢具有燃爆性,空气中硫化氢浓度达到4.3%~4.6%时遇火能爆炸。

《规程》规定硫化氢最高允许浓度是0.00066%。

四、瓦斯燃烧事故和瓦斯爆炸事故

当瓦斯与空气混合达到一定浓度时,遇到高温火源就能燃烧或发生爆炸,一旦形成灾害事故,会造成大量井下作业人员的伤亡,严重影响和威胁矿井安全生产。瓦斯爆炸事故是矿井五大自然灾害之首。

瓦斯爆炸必须同时具备三个条件:(1)瓦斯浓度在爆炸范围内,一般认为是5%~16%;(2)一定的引火温度,一般认为是650~750℃;(3)充足的氧气含量,氧气浓度大于12%,由于井下作业环境中氧气浓度不能低于12%,因此预防瓦斯爆炸的有效措施,主要从控制瓦斯浓度和消除火源着手。

五、矿井瓦斯等级的划分

矿井瓦斯等级是矿井瓦斯涌出量大小和安全程度的基本标志。由于不同煤田瓦斯生成与赋存的条件不同,开采时不同矿井的瓦斯涌出量就有很大差异。为保障安全生产,并做到经济合理,所选用的通风设备、通风要求及有关管理制度都应有所不同。因此,根据瓦斯涌出量和涌出形式将矿井瓦斯划分为不同等级。

《煤矿安全规程》规定:一个矿井只要有一个煤(岩)层发现瓦斯,该矿井即为瓦斯矿井。瓦斯矿井必须依据矿井瓦斯等级进行管理。

矿井瓦斯等级,根据矿井相对瓦斯涌出量、矿井绝对瓦斯涌出量和瓦斯涌出形成划分为:

1、低瓦斯矿井:矿井相对瓦斯涌出量小于或等于10m3/t且矿井绝对瓦斯涌出量小于或等于40m3/min。

2、高瓦斯矿井:矿井相对瓦斯涌出量大于10m3/t且矿井绝对瓦斯涌出量大于40m3/min。

3、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井。

六、预防缺氧窒息、气体中毒事故的措施

1、加强通风,保证井下各通风地点有足够的新鲜空气,并将各种有害气体冲淡到安全浓度以下。为实现这个目标,矿井要完善通风系统,消灭的自然通风,坚持使用机械通风。有条件形成正规采煤面的,要保持一条通到进风巷,一条通到回风巷的二个安全出口。无法形成正规采煤面的采煤工作面和所有掘进巷边都要配备足够功率的局扇和相应的风茼,并加强局部通风的管理,不得随意停开局扇。

2、矿井通风系统要完整独立,不得与其它矿井共用。采空区以及报废巷道必须及时封闭,这样可有效防止其它矿井的灾害涉及自己矿井,同时提高通风效率。密闭使用不燃性材料建筑,严密不漏风,密闭内有水的设反水池或反水管。

矿井应当具备完整的独立通风系统

3、加强通风设施管理。临时停工的地点,不得停风,否则必须切断电源、设置栅栏、揭示警标,禁止人员进入。控制风流的风门、风窗和风桥设置合理,墙体用不燃性材料建筑且严密不漏风,风门但不少于2道,并可自动关闭。

4、局部通风机要使用矿用型。压入式局部通风机和启动装置必须安装在进风巷道中,距回风口不得小于10m,不发生循环风,安放时必须垫高,离地面(轨面)高度大于0.3m。风茼出口风量和到工作面的距离符合作业规程的规定,一般不大于6米,吊挂要平直。导风茼要采用阻燃性材料制作。

5、爆破过程会产生大量的有毒有害气体,放炮后必须持续通风半小时以上,有毒有害气体浓度降到安全浓度后人员才可进入爆破地点。

6、长期停风的地点,有毒有害气体大量积聚,氧气严重不足。恢复这些地点的作业,事先必须编制专门的安全措施,报矿井的技术负责人批准,并严格执行。

7、严禁使用3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业面供风。

8、加强测风测气工作,配备足够的专职瓦斯检查员和瓦斯检测仪器,实行瓦斯检查制度和矿长、技术负责人瓦斯汇报审查制度,矿井测风记录和瓦斯检查记录必须按规定认真填写,记录必须“三对口”(即板、记录本、报表数据要一致)。测风每旬测一次,瓦斯浓度在低瓦斯矿井每班至少测2次。发现异常情况,必须立即报告矿井主要负责人并采取撤出作业人员、断电等相应安全措施。

9、煤层易自燃的矿井,要加强井下CO检测,一旦发现CO浓度超标,要查明原因,并采取相应安全措施。

10、未冒落的采空区一般都积聚大量的有毒有害气体,采煤面、掘进面贯通采空区时,要立即撤出作业人员,加强通风,经检测,有毒有害气体降到安全浓度后方可重新进入作业地点。

11、井下发生气体中毒、缺氧窒息事故,在没有采取有效安全措施的情况下,冒险施救,非常危险,往往造成事故扩大。要设法往事故地点供风,施救人员进入事故地点,在一边检测氧气和有毒气体浓度,确实符合《规程》规定后,方可一道进入。有自救器、呼吸器时,在新鲜风流处试戴完好后,可2人一组进入事故地点迅速开展救。在不具备施救条件时,立即与当地的煤炭管理部门或就近的矿山救护队联系,请求协助救援。

自救器佩带方法之一

1、从腰带上解下自救器,用大拇指扳丐开启扳手,撑开封锁带。

2、握住开启扳手,拉开封口带。

3、揭住并扔掉上部外壳。

4、抓住口具,从下部外壳中取出过滤器,扔掉下部外壳。

5、移开鼻夹,将口具的咬口用牙咬住,把橡胶片含在牙唇之间。

6、拉开鼻夹,夹住鼻子,松手后使它能夹住鼻子。

7、摘下安全帽,从头顶上把头带戴好。

8、全部佩带完毕,再戴上安全帽。

七、对中毒或窒息人员的急救

1、迅速把受难者抬到新鲜风流和周围支架完好安全的地方。在搬运途中,如仍受到有害气体威胁,急救者一定要戴好自救器,对被救人员也要戴好自救器。

2、将中毒者口内的妨碍物除去,如粘液、血块、泥土、碎煤、假牙等,并将上衣、腰带解开,脱掉胶鞋。

3、用衣服覆盖在伤员身上以保暖。

4、根据心跳、呼吸、瞳孔等特征和伤员的神志情况,初步判断伤情的轻重。正常人每分钟心跳60~80次,呼吸16~18次,两眼瞳孔是等大、等圆的,遇到光线能迅速收缩变小、而且神志清醒。休克伤员两瞳孔不一样大、对光线应迟钝或不收缩。对呼吸困难或停止呼吸者,应及时进行人工呼吸。当出现心跳停止的现象时,除进行人工呼吸外,还应同量进行胸外心脏按压急救。

5、人工呼吸持续时间以恢复自主性呼吸或到伤员真正死亡时为止。

篇3：突出煤层开采瓦斯综合防治措施

滴道煤矿立井二采区位于矿区主背斜的南翼,东起一、二采区采境线,西到二、三采区采境线,煤层系城子河煤系,设计生产能力为9万t/a。

采区有可采煤层12#、17#、18#层,煤层厚度1.2~1.5m,属薄煤层,煤层倾角21°~24°,12层与17层间距74m,12层与18层间距80m,采区自-160m水平发生第一次突出以来,至今已发生煤与瓦斯突出151次,其中,12层突出69次,占采区突出总数的45.7%,18层突出82次,占突出总数的54.3%,该采区预防煤与瓦斯突出的区域性主要措施是以开采保护层,首先开采18层作为上保护层,然后开采17层,最后开采突出比较严重的12层,近几年,17、18层已不开采,主要开采12层。属煤与瓦斯严重突出层。

二采区12层自1970年4月16日发生的第一次突出后,相继以发生突出69次,突出煤量为2935t,瓦斯量60933m3,平均煤量42.5t/次,瓦斯量883m3/次,采煤工作面发生突出6次,掘进工作面发生突出63次。采区瓦斯涌出量较大,相对瓦斯涌出量43.6m3/t,绝对瓦斯涌出量8.7m3/min,从而给安全生产带来了较大的威胁,必须采取更加有效的防治措施加以解决,保证安全生产,提高产量和经济效益。

2煤与瓦斯突出原因分析

2.1煤与瓦斯突出情况

随着开采深度的延深,地应力、瓦斯压力的增加,煤与瓦斯突出的强度和频率也随之增大,1990年以后采掘发生突出情况见表1~表4。

表1二采12#/右5片掘进大巷时突出情况

序号

突出时间

突出煤量/t

突出瓦斯量/m3

1

1993-11-1122:20

50

400

2

1996-10-3012:20

15

150

合计

65

550

平均

32.5t/次

275m3/次

表2二采12#/右6片掘进大巷时突出情况

序号

突出时间

突出煤量/t

突出瓦斯量/m3

1

1999-06-2821:20

5

100

2

1999-09-2119:00

40

4000

3

1999-09-2900:00

10

1500

合计

55

5600

平均

18.3t/次

1866.7m3/次

表3二采12#/右5片采煤时突出情况

序号

突出时间

突出煤量/t

突出瓦斯量/m3

1

1997-05-057:50

107

1125

2

1997-01-084:20

30

1100

3

1997-07-281:45

13

288

4

1997-0-1812:15

86

5454

5

1998-11-0922:15

137

1500

6

1999-01-052:30

175

5600

7

1999-02-20

410

5300

合计

958

20367

平均

136.9t/次

2909.6m3/次

表4二采12#/右6片采煤时突出情况

序号

突出时间

突出煤量/t

突出瓦斯量/m3

1

2000-08-2122:00

10

350

合计

10

350

平均

10t/次

350m3/次

2.2煤与瓦斯突出原因分析

(1)煤层瓦斯含量高。根据二采所测得的煤层瓦斯含量,4片为10m3/t,5片为12.3m3/t,6片为16.2m3/t。

(2)煤层瓦斯压力大。二采4片见煤点处测得的煤层瓦斯压力为5.8MPa,是滴道矿煤层瓦斯压力测压史上得到的最大瓦斯压力,二采5片见煤点处测得的煤层瓦斯压力为4.0MPa,二采6片见煤点处测得的煤层瓦斯压力为4.0MPa,远远大于规程规定的0.74MPa。

(3)煤层突出指标参数值数偏大。对4、5、6片大巷掘进都采用了防突参数测试,其瓦斯放散初速度ΔP=10~14,煤的坚固性系数?=0.23~0.25,综合指标参数Kb=43~56,都处于严重突出倾向区域,利用抚顺煤科院生产的“四位一体”测试仪钻屑指标法测得的钻屑量S=10~10L/m,钻孔瓦斯涌出初速度qm=10.7~12L/min,Δh2=280Pa,衰减系数C=2.4~2.5,也都远远大于突出指标临界值。

(4)软分煤层是突出的薄弱环节。12层煤层厚1.3~1.5m,其中软分层煤厚0.69~1.2m,根据煤的破环类型分类,其软分层煤属Ⅲ~V类强烈破坏煤,节理不清,呈鱼鳞片或土状,用手捻可成粉末,硬度较低,疏松,各种突出都发生在该分层。

(5)地应力集中。受F3、F4逆断层的影响,该区域在绞车道右部200m左右地应力集中,是突出的主要区域。

3局部防突措施

(1)多排钻孔结合震动炮揭石门。6片在石门工作面掘至距离煤层垂距10m以外,打2个穿透煤层钻孔,并进行测煤层瓦斯压力。在5m以外处,共打排放钻孔21个计260m,孔径75mm。在距煤层1.5m处利用震动炮一次揭开石门。

(2)超前钻措施。6片煤层揭开后,大巷掘进就采取了超前钻措施,利用MAZ-200型钻机,NBB-250/40型千米泵,根据工作面的实际情况扇形布置钻孔4~8m,下帮保护范围2~4m,充分释放瓦斯4h后,允许掘进,保留5m余孔,再进行第二次打钻(见图1)。该大巷共打钻37次,打钻工程量3129.6m,安全保护大巷掘送440m。

图1超前钻孔布置图

(3)本煤层抽放。在6片大巷每隔25m布置1个钻场,每个钻场布3个孔,共布置了7个钻场21个孔,孔深40~60m,该钻孔第一可起到充分释放瓦斯的目的,第二封孔后可进行抽放。

(4)顶、底板瓦斯巷进行瓦斯抽放。5片在煤层的顶板20m处掘送了一条瓦斯巷,6片在煤层的底板15m处,掘送了一条瓦斯巷,并向12层打抽放钻孔18个,孔深为39.5~66m,总钻进工程量1003.3m。

(5)工作面长钻孔措施。在采煤工作面沿走向打长钻孔,每隔2m一个孔,孔深6.2m,可回采2个循环,进度2m,保留5m的余孔,再重新打下循环长孔,直至回采完。

(6)局部抽放。将6片本层抽放钻孔、5片顶板瓦斯巷、6片底板瓦斯巷对接到YD-4型移式抽放泵进行抽放,每分钟可抽放出瓦斯1.0m3,该3处共抽出瓦斯30万m3。

篇4：高瓦斯矿井坚硬顶板控制瓦期防治措施

双鸭山矿业集团有限公司东保卫矿是高瓦斯矿井,该矿一采区左部41层顶板坚硬,周期来压明显,采面初次放顶及周期来压期间顶板管理相当困难,伴有采空区大量的瓦斯涌出,增加了采面安全管理的难度。针对这种情况,我们进行了专项研究,摸索出一套行之有效的办法,保证了采面的安全生产。

1采区概况

东保卫矿一采区位于井田东翼,以—200m水平为界上下山布置,上至煤层露头,下至—370m水平。东西走向长度1200m,共有36、41两个主采煤层,煤层厚度1.7~1.9m,煤层倾角7°~31°,平均20°。煤层发育稳定,地质构造中度复杂,顶板均为灰色细砂岩,底板均为灰色中砂岩。

一采区左部瓦斯含量较高,绝对瓦斯涌出量为4.8m3/min,工作面瓦斯量的大小与采空区活动有关。41层直接顶为III类稳定顶板,老顶为III级顶板,老顶来压强烈,周期来压严重。老顶初次来压及周期来压期间采空区瓦斯大量涌出,初次放顶时最高瓦斯涌出浓度达10%,周期来压时最高瓦斯涌出浓度达9%。

2初次来压及周期来压期间瓦斯涌出机理及规律

在老顶岩层尚未断裂时,整个已采区由四周的煤柱支撑,顶板下沉量不大,随着工作而向前推进,顶板悬露面积逐渐加大,顶板压力增加,四周煤体逐渐被压酥、压裂,煤体里释放出大量的瓦斯。由于风流是沿工作面弧形流动的,靠工作面一侧风流速度大,到工作面四、五排支柱时风流速度逐渐减小,到采空区时风流速度极小,采空区内无风或微风,冲淡不了瓦斯,采空区上部和里部就成为瓦斯聚集的仓库。

老顶的压力通过直接顶作用于支架上,支架的支撑力通过直接顶对老顶进行控制。当老顶将要断裂、垮落前,采空区上方老顶弯曲下沉,煤壁内的支承压力达到最大,此强大的支承压力使直接顶及煤壁被剪切破坏。老顶悬露面积达到极限时,老顶断裂、垮落。垮落的直接顶及老顶挤占了采空区内瓦斯的存在空间,大量的瓦斯被挤出采空区,进入上隅角,导致初次来压期间采空区瓦斯大量涌出。

随工作面继续推进,老顶初次断裂后裂隙带岩石应力按照“稳定——失稳——再稳定”的变化规律,形成了周期来压。周期来压时,垮落的岩块同样挤占瓦斯的存在空间,使采空区瓦斯周期性地大量涌出。

3初次放顶及周期来压的对策

一采区41层—270m左面第一次放顶,经历了1个月的时间,工作面上头推进71m,下头推进65m,放顶面积较大,初次放顶十分困难。该面周期来压步距17~25m,周期来压时局部顶板沿煤壁切断,对工作面支护的破坏十分严重。针对这种情况,我们采取了如下措施。

(1)合理设计采场支护,使采场支护具有足够的初撑力、工作阻力和可缩量。工作面选用单体液压支柱4~5排管理控制顶板,并保证有5%的备用支柱。初次放顶及周期来压期间,在软帮第一排上打设一排戗柱加强支护,防止推掌子。上下端头使用4对八根长钢梁支护,交替迈步前移。

(2)根据采面现场实际,决定放顶形式。一采区41层—270m左面伪斜布置,初次放顶时采取调采方式,上端头调采,使上半部顶板先冒下来,依次逐段放顶。调采方法为扇形调采,即工作面溜子头不动,调溜子尾。调采时采用3短1长或4短1长的进刀方式。工作面每次推进一个整循环都要把煤壁采直,防止工作面煤壁出现“大肚子”弯。调采的同时打设信号顶子,用来观察顶板压力情况。信号顶子用直径16cm的圆木制作,中部砍5cm深的缺口。工作面推进6m后开始打设信号顶子,柱距30m,每隔7个循环打设一次,信号顶子不回撤。调采时必须注意,工作面调正后立即停止调采恢复正常推进,工作面不能调成里伪,防止上部顶板垮落到下部支柱上造成推垮型冒顶事故。结果工作面上部推进74m后上部顶板沿走向先冒落40m,顶板压力得到有效释放,实现了预期的放顶效果。

(3)加强现场管理,确保工程质量。矿成立初次放顶及周期来压领导小组,由生产矿长担任组长,总工程师担任副组长,生产科长、采煤工程师、采煤区区长、生产副区长、采煤区技术员、采煤段长、副段长任主要成员。负责跟班检查采面工程质量,出现质量问题及时监督整改;发现漏液、卸液单体支柱及时组织升井维修并及时补充不足部分;观察信号顶子及硬帮煤壁出现的来压预兆,提出初次来压及周期来压预报,并根据现场实际情况补充制定针对性安全技术措施;遇到险情及时组织作业人员撤出,确保初次放顶及周期来压期间安全生产。

(4)加强回柱放顶管理,防止回柱伤人事故。初次放顶及周期来压期间回柱十分困难,回柱放顶时始终坚持两人一组作业,实现两人联保。一人回撤,一人观察顶板,严禁单人冒险作业。回柱时,作业人员必须站在被撤支柱的斜上方,在一、二排支住间进行回撤。回撤的泄液钩绳长度不少于3m,回柱人员必须站在支架完整处,避免崩绳、崩柱、甩钩、断绳等事故发生。分段回柱时,必须坚持由下向上的原则,防止冒落矸石下滚伤人。回撤分段交界处最后几根支柱及处理埋压支柱时,必须打好护身支住,坚持先打后撤的原则。

4顶板来压期间采空区瓦斯的防治措施

(1)加强通风系统管理,防止风流短路。采区车场风门实现联锁,通车时一道风门打开,另一道风门关闭,保证通车时的采面正常通风。

(2)增加工作面新风量,防止瓦斯积聚。将工作面风量加大到410m3/min,并在上巷设风机吹上隅角,加大风量冲淡并及时带走瓦斯。

(3)加强采区瓦斯监测,防止瓦斯超限。工作面设专职瓦检员,班班看守,跟机检查槽口及上隅角瓦斯情况,发现一次瓦斯超限奖励30元。通风科、安监科设专人抽查瓦检员上岗情况,防止瓦检员漏检与假检。值班段长、瓦检员、入井干部都携带便携式瓦斯检测仪,上隅角悬挂一台便携式瓦检仪,回风道设瓦斯断电仪,作业人员配备报警矿灯,瓦斯超限及时组织作业人员撤出工作面。

(4)加强机电设备管理,防止电器失爆。机电科设专职防爆员,检查机电设备防爆情况,发现失爆设备及时维修、更换。采区供电实现“三专两闭锁”即双电源供电,专用变压器、专用供电线路、专用开关,风电、瓦斯电联锁。

(5)加强放炮管理,防止放炮事故。放炮必须使用水炮泥、炮泥和乳化炸药。严格执行“三人放炮制”和“一炮三检制”。

(6)加强入井检查,严禁携带烟火。入井人员必须带自救器,无自救器禁止入井。对入井人员一律检查,发现携带烟火者,罚款一万元。

经过长期的探索,东保卫矿摸清了一采区的坚硬顶板及采空区瓦斯活动规律,总结出一整套坚硬顶板管理及高瓦斯控制办法。目前该采区的—200m标高以上部分已采完,下山部分36层采至—270m标高,41层采到—320m标高,没有发生顶板及瓦斯事故,保证了安全生产。

(郎峰岐蔡雷林显玉张庆平)

篇5：某某矿瓦斯煤尘防治应急措施

1、瓦斯检查要有专职人员检查,并持证上岗。每班瓦检员要对作业场所进行不少于两次检查,并做好原始记录,填好瓦斯牌板,若发现瓦斯浓度超限,责令立即停下所有工作,撤出工作面所有的人员,切断工作面电源,并及时向有关部门汇报;瓦检员必须进行口对口交接班;

2、瓦检员每班必须对风机的运行情况及风筒吊挂情况进行巡回检查,发现问题及时处理或向有关管理人员汇报;

3、加强通风管理和综合防尘工作,工作面必须装设风电闭锁装置,同时设好电气设备的三大保护系统;

4、工作现场需要进行电焊时,要制定专门安全措施,由有关部门审批、贯彻落实后,方可进行;

5、供水管每隔50m及皮带转载点设一个消尘三通阀门;

6、掘进机必须有完备的内外喷雾系统,作业时严格按规定使用;

7、巷道按《煤矿安全规程》要求,安设隔爆水棚;

8、皮带巷、皮带底下浮煤每班及时清理。