筠连县某煤矿技改工程联合试运转

筠连县xx*煤矿文件*矿发201115号 筠连县xx*煤矿技改工程联合试运转申 请 报 告筠连县经商局：筠连县xx*煤矿位于筠连县城130方向，直线距离约12 km，至筠连县城公路运距约18 km，属筠连县xx镇*村四社管辖，交通方便。筠连县xx*煤矿于1994年建厂，1995年投产，原生产能力为30kt/年。矿井设计资源/储量为1218.2kt，具备独立扩能条件。根据四川省筠连煤炭国家规划区矿业权设置方案说明书及国土资函2007727号文关于四川省筠连、古叙煤炭国家规划矿区矿业权设置方案的批复，四川省人民政府办公厅关于煤矿整顿关闭工作有关事项的通知（川府办发电2008100号）和四川省人民政府办公厅关于宜宾市煤炭资源整合方案的复函（川办函200716号）文件精神，我矿属60kt/a以下独立扩能矿井，拟建规模为90kt/a。扩建项目立项以后，我矿委托四川省煤炭设计研究院于2009年先后编制了筠连县xx*煤矿扩建工程初步设计和安全专篇。四川省经济委员会于2009年10月20日以“川经煤炭函20091346号”文批复了初步设计；四川省煤矿安全监察局于2009年12月21日以“川煤监审批2009436号”文批复了安全专篇。2009年12月25日，筠连县经商局以“筠经商2009275号”文同意*煤矿扩建工程开工。*煤矿扩建工程于2009年12月25日开工建设，批准工期为12个月。期间因为几个方面的问题影响（春节放假、村民纠纷、全县停产整改等原因）造成工程不能如期完成，我矿向县经商局提出申请延长建设工期。2011年1月11日省经信委以“川经信煤炭函201174号”文同意*煤矿延长建设工期6个月。目前，通过一年半的建设，*煤矿已经完成主平硐改造、新下山、462石门、444石门、回风下山、人行下山、1181运输巷、井底水泵房及主变电所等井巷工程。矿井扩能技改工程现已完成，技改工程联合试运转条件已经具备，现申请扩能技改工程联合试运转。特此申请，请批示！ 筠连县xx*煤矿 二O一一年五月十六日一、矿井基本情况：筠连县xx*煤矿（以下简称“*煤矿”）位于位于筠连县城130方向、直线距离约12 km，至筠连县城公路运距约18 km，属筠连县xx镇*村四社管辖。交通较为方便。筠连县xx*煤矿于1994年建厂，1995年投产，原生产能力为30kt/年。矿区范围由15号共5个拐点圈闭，面积约0.4926km2，开采区内2、8号煤层，开采深度为 +525m+400m。拐点编号坐标拐点编号坐标XYXY14253面积（km2）0.4926开采深度（m）525+400矿井设计资源/储量为1218.2kt，具备独立扩能条件。根据四川省筠连煤炭国家规划区矿业权设置方案说明书及国土资函2007727号文关于四川省筠连、古叙煤炭国家规划矿区矿业权设置方案的批复，四川省人民政府办公厅关于煤矿整顿关闭工作有关事项的通知（川府办发电2008100号）和四川省人民政府办公厅关于宜宾市煤炭资源整合方案的复函（川办函200716号）文件精神，我矿属60kt/a以下独立扩能矿井，拟建规模为90kt/a。扩建项目立项以后，于2009年先后编制了筠连县xx*煤矿扩建工程初步设计和安全专篇。四川省经济委员会以“川经煤炭函20091346号”文批复了初步设计；四川省煤矿安全监察局以“川煤监审批2009436号”文批复了安全专篇。*煤矿扩建工程于2009年12月25日开工建设，目前已经完成主平硐改造、新下山、462石门、444石门、回风下山、人行下山、1181运输巷、井底水泵房及主变电所等井巷工程。1、开拓方式、水平及采区划分矿井平均走向长约1173m，倾斜宽约420m，面积约0.4926km2，矿区范围内为一单斜构造，地层倾向南东，产状为135150919，一般16。设计采用平硐+暗斜井开拓方式，全矿划分为一个水平（+428水平），二个采区进行开采。矿井共设通达地面的井筒2个，分别是主平硐（井口标高+494m），总回风巷（井口标高+545m）。各井筒布置简述于下：1）改造利用原*煤矿+494水平主平硐作为扩建后的主平硐，担负煤炭、矸石、材料设备人员的运输和进风。2）新掘回风下山在+535水平高程处与原总回风巷贯通，利用原总回风巷井筒部分（长度35m），作为新系统总回风巷。2、井口及工业场地布置工业场地布置于主平硐井口附近，面积约7000m2，新建行政综合大楼，利用原生产办公楼，另外新建职工澡堂、地面变电所、机修车间、材料库房、调度室、坑木加工房、煤仓、临时排矸场等。工业场地场内采用轨道运输方式，矿井原煤由主平硐经机车牵引至地面，翻煤机卸出煤（矸）；出厂采用汽车运输方式。3、煤层煤质*煤矿区内含煤层6层，其中可采煤层5层，即2、3、7下、8、9号煤层，其中2、3、8号煤层全区可采或大部可采，7下、9号煤层局部可采，7上煤层不可采，各可采煤层特征见表1。表1 可采煤层特征表煤层赋存层位煤层厚度（m）煤层结构顶底板岩性稳定性块段平均倾角容重t/m3纯煤厚度平均层间距夹石层数夹石厚度顶板底板2P2x20.441.000.82/砂质泥岩、粉砂岩泥岩较稳定14151.703.603P2x20.530.980.70010.10砂质泥岩、砂岩粘土岩较稳定161.7520.837下P2x20.530.860.7013/砂质泥岩、砂岩粘土岩、砂质泥岩不稳定15161.703.738P2x20.772.161.00120.150.59粉砂岩粘土岩较稳定15161.602.249P2x20.580.990.73120.020.86泥岩、粉砂岩泥岩不稳定151.601）煤层特征：、2号煤层俗称“三型炭”，为区内主要可采煤层之一，赋存于宣威组上段（P2x2）顶部，区内大部可采。煤层厚度0.441.00 m，平均0.82 m。可采段煤层结构较简单，为单一煤层。煤层顶板为浅灰、深灰及灰黑色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩，有时为泥岩、粘土岩，直接顶板有时为粘土岩。底板多为浅灰、灰黑色粘土岩、泥岩、砂质泥岩。、3号煤层俗称“二型炭”，赋存于宣威组上段（P2x2）顶部，距2号煤层平均3.60 m，区内大部可采，属较稳定型煤层。可采地段纯煤厚度0.530.98 m，平均0.70 m。煤层结构较简单，含夹矸1层，岩性为泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩，厚度一般为0.10 m。煤层顶板以砂岩、砂质泥岩为主，次为泥岩、粘土岩，有时候直接顶板为生物碎屑灰岩。底板大部为灰白、浅灰色铝土质水云母粘土岩，含少量碎屑颗粒。、7下号煤层俗称“黄广炭”，赋存于宣威组上段（P2x2）中部，距3号煤层平均20.83 m，煤层厚度变化大，有分叉合并现象，属局部可采、不稳定煤层。可采地段纯煤厚度0.530.86 m，平均0.70 m。煤层结构较简单，含夹矸13层，为泥岩、炭质泥岩和粘土岩。顶板为砂质泥岩、砂岩、粘土岩，底板为粘土岩、砂岩及砂质泥岩。、8号煤层俗称“高炭”，赋存于宣威组上段（P2x2）底部，上距7下号煤层平均3.73 m，为全区可采、较稳定煤层。煤层厚度0.772.16 m，平均约1.00 m。煤层结构简单复杂，一般含夹矸12层，为炭质泥岩、泥岩、粘土岩等。煤层顶板大部为灰色细砂岩、粉砂岩；煤层底板为浅灰色水云母粘土岩，遇水膨胀、软化。、9号煤层位于宣威组上段（P2x2）底部，上距8号煤层平均2.24 m，属局部可采、不稳定型煤层。可采区内煤层厚度0.580.99 m，平均约0.73 m。煤层结构简单，含夹矸12层，为水云母粘土岩、泥岩等，厚0.020.86 m，一般厚0.30 m。煤层顶板为灰、深灰色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩，底板为水云母粘土岩、泥岩。2）煤质特征及工业用途（1）、煤的物理性质及煤岩特征各可采煤层为深灰、钢灰、灰黑色，金刚、似金刚光泽，除8号煤层外，其余煤层裂隙不发育，层状、似层状及块状构造，均一状、线理状、细宽条带状结构，普氏硬度1.815.65。2号煤层为半暗型煤，局部为半亮型煤，上部常为暗淡型煤，以暗煤为主，夹亮煤及镜煤条带；3号煤层为半暗型煤，以暗煤为主，夹不规则线状丝炭及少量镜煤线理，常见黄铁矿团块；7下号煤层为半暗半亮型煤，可采段内多为半亮型煤，以亮煤、暗煤为主，夹镜煤条带和不规则丝炭透镜体及线理，富含团块、结核状黄铁矿；8号煤层为半亮型煤，以亮煤为主，夹镜煤和暗煤条带及丝炭透镜体；9号煤层为半暗型煤，以暗煤为主，夹亮煤和镜煤条带及丝炭透镜体。（2）、化学性质根据武乐井田精查时所作工业分析，各可采煤层分析结果见表2。表2 可采煤层原煤煤质工业分析指标表煤层编号水分Mad（%）灰分Ad（%）挥发分Vdaf（%）全硫St,d（%）发热量Qnet（MJ/kg）22.0035.236.130.6122.0731.8442.016.455.0519.517下1.9340.426.194.6519.9582.1230.276.023.2724.1692.0637.185.921.0021.36（3）、煤炭类别及工业用途根据煤炭质量分级国家标准（GB/T15224.13-2004）及表1-2-3分析项目，*煤矿区内2号煤层属高灰、低硫、低热值煤；3、7下号煤层均属高灰、高硫、低热值煤；8号煤层属高灰、高硫、中热值煤；9号煤层属高灰、中硫、低热值煤。根据中国煤炭分类国家标准（GB5751-86），各煤层均属三号无烟煤（WY03），都能作一般工业用煤、电力用煤和一般生活用煤。4、水文地质条件1）水文地质概况筠连县*煤矿位于沐爱自流向斜盆地南西次级水文地质单元武德向斜北西翼，褶皱舒缓、构造简单，地层呈北东南西向展布。总体地势南高、北低，最高山岭为南面黄泥坡，标高 +798.0 m。最低点为北面xx河支流道溪河，标高 +450 m。筠连县xx*煤矿拟获准开采标高为 +525+400 m。2）主要含（隔）水层特征由于各岩层岩性、结构、构造及其组合形态的变化，其含水特征、富水程度差异十分明显，现分层叙述如下。（1）、第四系全新统残、坡积物（Q4）孔隙含水层松散土类，孔隙含水。主要分布于河溪沟谷和坡脚地带，零星出露，对煤矿层开采无影响。（2）、三叠系下统飞仙关组第三四段（T1f3-4）暗紫、紫红、砖红色中厚层状细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩互层，矿区南东出露。野外调查地表未发现泉点，据武德井田资料，泉点流量0.3 L/s，深部钻孔揭露多出现漏水或涌水，钻孔抽水试验资料和钻孔简易水文及含水层测井资料表明，含水极不均匀，主要接受大气降水渗入补给，属弱含水层或相对隔水层。因该层多位于采空冒落影响范围内，加之构造、节理裂隙较为发育，浅部风化裂隙带中地下水将通过塌陷裂隙流入开采系统，成为矿坑涌水水源之一。（3）、三叠系下统飞仙关组第一二段（T1f1-2）以暗紫、紫红色中厚层状细砂岩、粉砂岩为主，夹泥岩、钙质泥岩及砂质泥岩。主要为层间构造裂隙和浅部风化裂隙含水，富水性弱中等，单斜承压。出露泉点3个，流量0.260.610 L/s。水质为HCO3SO4-Ca型水。该层为P2x2顶板，是煤矿开采主要充水含水层。（4）、二叠系上统宣威组（P2x）相对隔水层由泥岩、粘土岩与粉砂岩组成，上部富含煤层和夹薄层生物碎屑灰岩、泥灰岩，下段夹菱铁矿层，出露于山麓地带，受水面积不大，本次调查未见泉点。由于区内小煤矿开采历史悠久，浅部煤层多被采空，出现地表开裂、塌陷，本层除浅部风化带和塌陷影响带含水较富外，含水性普遍较弱，故可视为相对隔水层。（5）、二叠系上统峨眉山玄武岩组（P2）相对隔水层泉点稀少见且流量小，为裂隙下降泉。柱状节理发育，裂隙较多，属富水性不均一的裂隙弱含水层，局部地区断层、裂隙带含水性较强，属浅部风化裂隙水，深部裂隙不发育，属相对隔水层。（6）、二叠系下统茅口、栖霞组（P1m+q）灰岩岩溶裂隙强含水层厚541 m，溶洞、溶斗、落水洞、暗河及溶蚀槽谷、洼地发育，含水较富，地下暗河主要受大气降水补给，入口、出口、径流方向清楚；深部以裂隙含水为主，含水较弱，且深度增加裂隙减少。水质为HCO3-CaMg型水，本层虽强含水，但远离煤层，对矿井充水无影响。3）充水因素分析（1）、顶、底板充水含水层三叠系下统飞仙关组第一、二段（T1f1-2）是含煤地层顶部含水层。层间构造裂隙和浅部风化裂隙含水，富水弱中等，位于煤层采动影响高度内，为煤层开采系统直接充水含水层。宣威组下段厚93.15121.29 m，以粘土岩、泥岩为主，隔水性能良好，对下伏含水层起到隔水作用；峨眉山玄武岩组距上部9号煤层约93121 m，为隔水层；茅口组灰岩岩溶强含水层远离矿层，且有玄武岩以及粘土岩等隔水，对矿床充水影响甚微。（2）、老窑、采空区积水本区煤炭开采历史悠久，浅部煤层早被开采一空，经本次野外实地调查，*煤矿矿区附近之老窑规模不大，多为平硐开采，巷道布置如“老鼠洞”，井口未见有水流出，说明由于*煤矿开采下部煤层，已对地下水疏干，但局部应存在老窑积水。*煤矿开采时间已有10余年，采空区相对较大，有的老采空区密闭已久，其积水程度不详，故矿山在开采过程中应有所防范。以免造成安全事故。（3）、断层破碎带水据精查报告，经1-1242钻孔和1-1240号钻孔揭露，*煤矿东部F89断层影响带含水性弱；*煤矿北部井田边界F1断层在飞仙关组内起阻水作用；井下隐伏小断层一般含水性弱。调查附近地表时亦均未发现泉点出露，在坑道内揭露的断层破碎带无明显涌水。需要说明的是，井田勘探时的阻水断层，在矿井开采后导水情况常发生变化，其原因是在静水压力和矿山压力下，促使断裂带进一步破裂，或因其中松散充填物被水冲掉，失去阻水作用，从而导水。因此，在断层裂隙带附近作业时，仍必须加强探水措施，以确保采掘作业安全。（4）、未封闭或封闭不良钻孔充水新划定的*煤矿区范围内分布有3个勘探钻孔，即3-1246、2-1374、102孔，储量核实报告未提及钻孔封孔质量情况，矿山企业应核实区内分布钻孔封孔质量情况，在钻孔附近作业时必须加强探水措施，确保矿井安全生产。4）地下水的补、径、排条件矿山属于构造剥蚀中低山区，北面道溪河纵穿P2x，西边和北东角两条溪沟，切割深度较大，地形坡度较陡，一般坡度大于30，受地形条件限制，大气降水易形成地表径流，不利于地下水渗入补给，调查区内各岩层的含水性均较贫乏。*煤矿区内，T1f1-2含水层多在地表溪沟切割低处以泉的形式排泄。随着矿山开采，经塌陷影响渗入矿坑，因此随矿山开采范围扩大，导致区内地下水位下降，地表泉点也随之受到影响。区内地下水主要受大气降水渗入补给，地表水一般为季节性溪沟，对地下水渗入补给无明显影响。各含水层地下水动态随季节性变化十分明显。5）矿井涌水量根据四川省地质矿产勘查开发局二二地质队2009年4月提交的四川省筠连县川南煤田武德井田*煤矿资源储量核实报告，采用水文地质比拟法预测，*煤矿开采后期矿井正常涌水量1068 m3/d，最大涌水量为1645 m3/d。6）矿井水文地质条件类型综上所述，*煤矿属顶板砂岩裂隙含水层、老空水充水为主，水文地质条件中等的煤矿床。5、其他开采技术条件瓦斯：根据我矿井瓦斯等级鉴定结果，我矿井2010年全矿井绝对瓦斯涌出量为3.553m3/min,矿井绝对二氧化碳涌出量2.448 m3/min。由于该矿属于技改矿井未生产，所以没有计算相对涌出量。全矿井等级为高瓦斯矿井。2009年7月经煤炭科学研究总院沈阳分院鉴定，我矿井开采的8#煤层在+400m+485m标高处测定的煤层绝对瓦斯压力Pmax0.18Mpa，煤层瓦斯放散初速度Pmax10.91，煤的坚固性系数fmin0.52，判定软分层煤的破坏类型为类，结论为我矿井开采的8#煤层+400m+485m标高无煤与瓦斯突出危险性。煤尘爆炸性：根据四川省煤炭产品质量监督检验站2004年11月提交的的检测报告，我矿开采的2#、8#煤层无煤尘爆炸性。煤的自燃倾向性：根据四川省煤炭产品质量监督检验站2004年11月提交的的检测报告，我矿开采的2#、8#煤层为不易自燃煤层。地温：我矿属正常地温区。二、“五证”管理情况：1、采矿许可证：证号C，有效期至2012年8月23日，生产规模9万吨/年2、煤炭生产许可证：证号7，有效期至2009年6月30日，生产能力3万吨/年3、安全生产许可证：证号（川）MK安许证字2007B，有效期至2008年12月31日4、矿长资格证：矿长杨磊，资格证号煤708，有效期至2012年11月24日安全资格证号：煤708，有效期至2012年11月24日5、营业执照：证号3509，有效期至2008年12月31日。三、扩能技改工程联合试运转基本依据1、根据四川省筠连煤炭国家规划区矿业权设置方案说明书及国土资函2007727号文关于四川省筠连、古叙煤炭国家规划矿区矿业权设置方案的批复，四川省人民政府办公厅关于煤矿整顿关闭工作有关事项的通知（川府办发电2008100号）和四川省人民政府办公厅关于宜宾市煤炭资源整合方案的复函（川办函200716号）文件精神，我矿属60kt/a以下独立扩能矿井，拟建规模为90kt/a。2、四川省经济委员会以“川经煤炭函20091346号”文批复了初步设计；3、四川省煤矿安全监察局以“川煤监审批2009436号”文批复了安全专篇。四、扩能技改工程联合试运转领导小组组 长：林 林副组长：唐建国、杨 磊成 员：李兴寿、李友味、王福军、米 忱、陈高明、王祥勇、杨 礼、陈兴同、罗大兵林 林：负责试运转期间所需要的人、财、物安排；杨 磊：负责试运转期间的安全生产，劳动组织管理工作；唐建国：负责试运转期间的技术指导；李兴寿：负责试运转期间的技术管理工作；李友味：负责试运转期间的生产组织工作；王福军：负责试运转期间的技术资料编撰；米 忱：负责试运转期间的设备计划、安装调试工作；陈高明: 负责试运转期间的安全以及员工培训工作；杨 礼：负责试运转期间的通风瓦斯管理工作；王祥勇：负责试运转期间的机电运输工作；陈兴同：负责试运转期间的采煤工作面管理工作；罗大兵：负责试运转期间的掘进工作面管理工作；五、扩能技改工程联合试运转基本条件1、采煤工作面试运转工作面是1181回采工作面，走向长300m，工作面长80m，煤层厚度1.09m，煤层倾角14，工作面地质储量计算如下：300801.091.60.97=4.06万吨。采煤方法：走向长壁式采煤法支护材料：单体液压支柱2、掘进工作面1）试运转掘进工作面1182运输巷，巷道长度500m，坡度5，巷道毛断面7.3m，支护材料为11#工字钢架厢，厢距1m；2）试运转掘进工作面1182回风巷，巷道长度500m，坡度5，巷道毛断面7.3m，支护材料为11#工字钢架厢，厢距1m；3、供电矿井10kV变电所主平硐人行下山管子道井下中央变电所1181运输巷1181回采工作面4、运输采煤：1181回采工作面+462石门新下山主平硐地面煤坪掘进： 1182运输巷+462石门新下山主平硐地面临时堆矸场1182回风巷原8#煤下山1182运输巷+462石门新下山主平硐地面临时堆矸场5、矿井通风系统根据矿井开拓方式，*煤矿该采用分列式通风方式，抽出式通风方法，采煤工作面利用全矿井负压通风，采用“U”型通风方式，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。进风井是+494m主平硐，回风井是+545m总回风井。总回风井安装了两台轴流式主扇风机，运行主扇55KW，备用主扇55KW，双回路电源线路供电，能够满足矿井通风的要求。矿井总进风量为1445m/min，总回风量为1496 m/min，主要通风机型号为FBCDZ14，风量2180-1100 m/min。扩能技改工程联合试运转期间，1181试采工作面计划配风量300m/min，后期接替工作面计划配风量150m/min，1182运输巷、1182回风巷两个个掘进工作面计划配风量分别是250 m/min，井下中央变电所计划配风量75 m/min，合计计划配风量950 m/min。6、监测监控我矿的监控系统型号为KJ90NA，根据我矿实际并按AQ1029-2007安装到位、进入全面运行阶段，现有中、小分站4台，现有CH4传感器11个，开停传感器10台，负压传感器2台，馈电断电仪3套，瓦斯断电仪4套，语音风门6套。7、试运转期间的采掘计划试运转时间暂定为三个月期间，从2011年5月中旬日到2011年8月中旬。试运转期间安排两掘一采：即1181试采工作面、1182运输巷掘进工作面、1182回风巷掘进工作面。六、扩能技改工程联合运转安全技术措施（一）一般要求 1、严格执行班前会制度，班长（矿长）在布置生产的同时布置当班的安全注意事项。 2、进入工作面前，必须由班长和瓦检员先检查作业区域的瓦斯和安全情况，发现隐患及时处理，发现异常情况及时汇报，并严格执行敲帮问顶制度再向送电煤钻电源。 3、加强通风系统管理，严禁风门同时打开，用矿车撞击风门或打开风门不关，严禁无风作业，微风作业，掘进工作面采用局扇正压通风，严禁扩散通风，消灭盲巷，风筒要悬挂平直，接头正确严实无漏，破口要及时补好或更换，保证碛头有足够的风量，停风时要及时撤人。 4、雷管炸药必须分装分运，雷管储运要使用专门的管箱并上锁。 5、严格按爆破要求布眼装药，应坚持正向爆破，并不准使用盖药，必须使用黄泥作炮泥，要求炮泥装满炮眼，以提高爆破效果和防止瓦斯事故。 6、放炮前必须先布置好警戒，放炮员必须随身携带放炮器钥匙，由放炮员亲自联线，亲自起爆，严禁他人联线和放炮。 7、跑后待炮眼散尽后才能进入工作面，并先检查瓦斯和安全，敲帮问顶后才能进行其它工作。 8、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把后钥匙，并将母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定时间，使用瞬间发电雷管时，至少等五分钟，使用延期电雷管时，至少等15分钟，才可沿线路检查，找出拒爆原因。出现瞎炮的炮眼，要严格执行煤矿安全规程342条的规定。 9、放炮必须严格执行“一炮三检制”，未检查瓦斯严禁装药和放炮，放炮工必须由放炮员亲自操作，严禁第一次通电后，误认为未起爆，没有重新进行瓦斯检查，就进行第二次通电起爆。 10、炮后崩到的支架、支柱要先扶棚和恢复，有断梁折柱的及时更换。 11、支架上方必须背帮接顶严实，刹紧背牢，支架跟至碛头，空顶距不得超过1米，坚持使用前探梁。 12、施工过程中，如遇断层，顶板破碎带，煤层薄花带应及时向调度室汇报，便于及时修改和调整施工措施和方案，利用加强支护，顺利通过构造带。 13、应坚持在新鲜风流中放炮的原则，确保放炮距离直线在150米以上，转弯巷道在100米以上，放炮后，母线应保持长时间扭结。 14、制作引药应选远离电器和动力线，顶板完整的地方，防止杂散电流。 15、电器设备要保持完好无损，杜绝失爆，实行风电闭锁，严禁出现局扇无计划停电停风后碛头还有动力电源未断电。 （二）顶板管理 1、严格敲帮问顶，各工种作业前及工序工程中，必须严格执行敲帮问顶制度，排除各类危岩活石；对一时难以化掉的大块危岩，必须支设可靠的临时点柱。 2、严禁空顶作业，按要求搞好临时支护和正规支护，支柱（支架）密度和间距达到要求。 3、生产调式过程中，使用好护身支柱和替换支柱，所有支护必须经常检查完好情况，发现失效支柱、断梁折柱应及时更换。 （三）“一通三防”管理 按照煤矿安全规程和四川省防止重特大事故文件精神，根据我矿实际特制定“一通三防”管理安全措施。1、总体要求 1）、指导思想：坚持“安全第一、预防为主、综合治理”的指导方针。管理超前预见，措施标本兼治，责任落实到位，努力实现矿井安全目标。 2）、奋斗目标：严禁瓦斯超限作业，杜绝重大通风瓦斯事故。 2、优化通风系统 1）、加强风井风门和引凤硐管理，减少外部漏风。 2）、进行风路改造，增大回风断面，缩短风程，减少风阻，增大矿井总进风量。 3）、完善和保护好通风设施，保证质量，调节好风量，加强采空区密闭，出现问题及时处理、 4）严格局部通风管理，保证掘进碛头有效风量。 5）、加强对职工教育，管理和使用好通风设施，防止随意损坏，制定严格的管理办法及奖惩制度。 3、防止瓦斯事故的措施 1）、坚持预测预报，完善巡回检查制度，发现问题必须立即处理并向矿调度室汇报。 2）、强化瓦斯管理，严禁违章指挥，违章作业，严格奖惩管理制度逗硬。 3）、坚持做到“安全第一、瓦斯为天”，“只认瓦斯，不认人”，“瓦斯超限就是事故”的瓦斯管理原则，加大现场管理力度。 4）、防重于治，做到点面结合，重点头面重点管理，必须指派责任心强，有经验的瓦检员把关，严格“三人放炮制”和“一炮三检制”，瓦斯记录“三对口”，防止漏检，假象现象发生。 5）、每天检查电器设备，严格出现电器失爆，确保风电、瓦电闭锁灵敏可靠。 6）、加强入井检身职责，严禁带烟火、穿化纤衣服、佩戴失爆矿灯者入井。 4、防止火灾事故的措施 1）、定期召开防灭火工作会议，研究分析存在的火灾隐患，坚持预防为主，对井上、井下重点地方和部位实行重点排查，发现问题及时处理。 2）、发现有火灾隐患必须弄明情况，首先将所有工人撤离井口，及时消除隐患，及时汇报分析和排除。 3）、井下火源管理重点是坚持入井人员检身制度，电器设备短路漏电，机械摩擦火花，使用安全火药，放炮装水炮泥，煤炭自燃发火等。井下管理人员必须要做到经常检查，同时根据煤层变化情况进行监测。A、炸药库，非保管人员不得进入库房，坚持火工产品使用领、退、消登记制度。B、井口附近20米内严禁烧焊、抽烟、烤火。C、矸石山附近50米内禁止堆放木料等易燃物。D、地面储水池保持满水，三台水泵和消防水龙头，水管保持完好。 5、防止煤尘事故措施 1）、坚持做好日常冲扫尘工作，回风巷每月冲扫一次，采掘头面采用洒水消尘，下煤眼上口安设防尘喷雾装置。 2）、设立防尘水系统：蓄水池主水管分水管风巷喷嘴。 3）、消灭电器失爆。 4）、个人佩戴口罩防护。 5）、放炮使用黄泥、水泡泥消除矿尘等。 6、“一通三防”事故原因分析 1）、通风系统重视不够，调节风量不及时，设施遭到破坏不及时恢复，导致风流短路，配风不合理，采掘头面，机电硐室达不到足够的有效风量容易发生“一通三防”事故。 2）、掘进工作面局部通风管理，停电停风频繁、盲巷不及时封闭、采煤工作面上隅角瓦斯容易积聚、排放瓦斯不停电撤人，采取一风吹、工人冒险蛮干，瓦斯超限作业，无风作业，放炮不坚持一炮三检等容易造成瓦斯事故。 3）、井口附近，机电硐室，井底车场，井下主进回风巷采用木料支护，消防火措施得不到落实，管理松弛，思想麻痹易导致火灾事故。 4）采掘工作面干打眼，放炮不装水泡泥，不洒水除尘，溜煤眼、装车口不喷雾除尘，主要回风巷煤尘堆积，巷邦不冲洗和个体不戴防尘口罩容易发生煤尘事故和容易患吸肺病。 7、抢险救灾措施 1）、一旦井下发生“一通三防”事故，现场幸存者立即打电话向井口调度室汇报事故有关情况，说明灾区地点，发生时间，灾区人数，发展趋势，撤退路线。 2）、矿长根据灾情性质，立即指挥抢险救灾工作，同时向镇企办汇报。灾情严重及时请求附近矿山救护队援助。待抢险救灾临时指挥部成立后，根据所指定的施救措施进行抢险救灾工作。 3）、现场人员根据不同的灾害性质、部位、危害程度，采取不同的避灾撤退路线，采取自救互救撤离危险区，或进入避难硐室等待救援，避灾路线图。 4）指挥棒根据抢险救灾措施，确定全矿撤人、停电范围，主扇停开或反风，派救护队员或有关人员入井数、路线联络方式、布岗设卡位置等等。 （四）机电管理 1、所有机电设备必须严格执行入井前的防爆检查制，严禁失爆电器和不合格的产品入井。 2、井下机电设备的管理和维护必须严格执行煤矿安全规程和其他专门法规、规范中有关机电设备使用的规定。 3、电工每班进班时，先检查施工区域及回风系统内的机电设备是否完好。 （1）加强对各类设备的维护检修，做好检修记录，确保设备完好。 （2）各类司机必须持证上岗，运转前必须对设备状况进行全面检查，消灭电气失爆，严禁带病运行。 （3）各类电气保护必须齐全，严禁随意接闭锁回路。 （4）所有机电设备的安装、检修严禁带电作业。 （五）运输管理 1、平巷内采用人力推车，人力推车必须严格遵守煤矿安全规程第362条规定：（1）一次只准推一辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5时，不得小于10m；坡度大于5时，不得小于30m。（2）推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。（3）严禁放飞车。 2、绞车提升 1）、每班对绞车部件、钢绳、各类联接构件、安全设施的维护检查，发现问题及时处理并做好检查记录。 2）、每台绞车要有完整的声光信号系统，斜坡上、下要设置警戒牌。 3）、声光信号必须齐全，安全设施必须可靠。 4）严格执行“行车不行人，行人不行车”的规定。 5）、严禁超长、超高、超宽装运材料、设备。 6）、绞车司机必须持证上岗，工作时精力集中。 7）、绞车提升的其它要求按操作规程要求执行。 8）、使用好附绳。（六）井下瓦斯排放安全技术措施 为认真贯彻执行“安全第一，预防为主”的方针，加强瓦斯管理，并严格按操作规程进行排放，杜绝事故发生。为确保煤矿安全，特制定本措施：1、组织措施： 加强排放瓦斯工作领导，明确责任，加强管理，落实专人负责排放，做到责任到人。排放瓦斯措施必须明确下列事项：调度室总指挥： 现场指挥：电 工： 瓦斯检查员：2、具体位置：（1）排放时间：（2）排放范围：（3）影响范围：（4）撤人范围“（5）断电范围：（6）局扇位置：（7）站岗位置：3、排放安全措施（1）主扇未启动严禁向井下供