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 - 1 - 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 矿 长 - 2 - 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 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 - 3 - 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 顶板事故预防38 第三节 水灾事矿预防39 第四节 火灾事故预防40 第五节 粉尘防治40 第六节 提升运输事故的防治措施41 第七节 电气事故预防42 第八节 放炮事故预防44 第九节 矿井避灾路线45 - 4 - 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， - 5 - 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。 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 证照名称 证照编号 发证日期 有效期 发证机关 采矿许可证 C5100002010121130102181 2010.12 202111 四川省国土资源厅 安全生产许可证 （川）MK 安许证字20115105251378B 2014.9 2017.9 四川煤矿安全监察局 营业执照 510500000028665 2015.12 2017.9 泸州市古蔺县工商 行政管理局 矿长考核合格证 煤 14151000111991 2014.10 2017.10 四川省安全生产监督管理局 - 6 - 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（P 2I）煤系，其上为二迭系上 统长兴组（P 2C）、三迭系下统飞仙关组（T 1f）,其下为二迭系下统茅口 组（P 1m）。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 1721。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、矿体空间位置及厚度 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 - 7 - 二叠系上统龙潭组（P 2 ），为海陆交互相沉积的含煤岩系，现由上到l 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 1.211.60m，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 、飞仙关组一段上 亚段（T1f 1-2）岩溶裂隙含水层 厚 5492m，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 0.52.64L/s（210m/h ），富水性中等的岩溶裂隙含水层。 、二叠系上统长兴组 （P2c）岩溶裂隙含水层 厚 5121m，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 0.371.74L/s（16m/h ），深部含水性减弱，为富水性中等的岩溶 裂隙含水层。 - 8 - 、二叠系下统茅口（ P1m）岩溶强含水层 厚 186390m，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 、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 0.050.56L/s（0.22m3/h），动态变化受大气降雨影响，隔水性较好。 、三叠系下统飞仙关 组一段上亚段（T1f 1-1）隔水层 厚 2960m，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。 、二叠系上统龙潭 组（P2l ）隔水层 厚 60130 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 - 9 - 源充足。矿区南东面地层露头位置，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 山采区在布置永久性巷道时，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、 - 10 - 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 +580m 平硐采区巷道多以干燥为主，矿井平硐排水，主要巷道内无 积水现象。巷道水文地质特征多表现为局部岩溶点有水以及浅部地 表裂隙水、其余大多巷道干燥。 4、矿区水文地质条件评述 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 井涌水量有一定增加。根据矿井的观测资料，矿井涌水量变化 不大，矿井最大涌水量为 80m3/d，矿井正常涌水量 为 30m3/d，采用 平硐开拓，矿井水自流出井。初步确定矿山水文地质类型为顶、底板 岩溶裂隙直接充水为主的矿床，水文地质条件简单。 四、冲击地压 矿井未发生过冲击地压现象。 五、矿井储量及服务年限 根据川省煤田地质局一三五队 2012 年矿山储量年报说明，我 矿截止 2012 年底保有资源储量共计（122b+333 ）408.6 万吨，其中 - 11 - Y3（C19）煤层（333）276.4 万吨，Y 1（C25）煤层（122b）132.2 万吨。按回 采率 85%、储量储备系数 1.4，按生 产规模 15 万吨年计算，可供开 采约 16 年。 第二章 机构建设、人员配备、制度建设 第一节 机构建设及人员配备 一、成立安全管理领导小组 组 长：薛朝辉（企业法人） 副组长：周昌国（矿 长） 成 员：赵文彬（总工程师）、朱启江（安全副矿长）、陈云刚（生 产矿长）李能洲（机电副矿长）、罗江（通风副总） 陈美德（安全管理科）、熊华虎（通风科）、徐佑志（生产技术科）、 陈荣其（生产调度室）、黎平（机电运输科）、罗宗甫（抽采防突队长） 周佐明（地测防治主任） 二、设置安全管理机构 1、安全管理科，由陈美德任科长，成员分别是罗文章、罗文昌、 勾世良、陈盛、梅贵均。 2、通风科，由熊华虎任科长，成员分别是朱富均、王林、罗宗甫、 张家庆、刘图寿。 通风部下设抽采防突队，由罗宗甫任队长，队员：卢天俊、刘图 寿、张 家庆、刘远芳、陈登会。 3、机电运输科，由黎平任科长，成 员：刘远富、刘刚。 - 12 - 4、地测防治水组，由周佐明任办公室主任，队 员：卢天俊、陈 来、陈标 、刘宗林 5、生产技术科，由徐佑志任科长，成员：罗 江、李林盛、周佐 明 6、生产调度室，由陈其荣任主任，成员：徐佑志、罗凤、王泽荣、 雷旭。 三、人员配置 （一）特种人员配备表 序号 特种人员名称 已配备数量（人） 1 安全员 3 2 瓦检员 11 3 放炮员 3 4 电钳工 5 5 监测监控员 4 6 抽采防突工 4 7 防治水工 3 8 绞车司机 3 （二）特种人员送培计划 编号 姓名 工种 证件到期时间 计划送培时间 1 黎 平 电工 2016.6 2016.6 2 姚华全 瓦检员 2016.7 2016.7 3 梅贵均 瓦检工 2016.7 2016.7 4 杨明远 爆破安全员 2016.6 2016.6 5 杨明勇 爆破安全员 2016.6 2016.6 6 陈 哲 探水工 2016.7 2016.7 - 13 - 7 雷 旭 监控工 2016.6 2016.6 第二节 矿井制度建设情况 一、制度建设情况 （一）制定了安全目标管理制度、安全奖惩制度、安全技术审批 制度等安全管理制度。 （二）制定了以矿长为首的各项岗位责任制，但时有出现责任不 落实，缺乏监督管理机制。 （三）制定了采煤、掘进、通风、机运等方面的各工种操作规程， 但专项培训较少，员工操作技能有待提高。 第三章 矿井瓦斯抽采及采掘接替计划 第一节 瓦斯抽采系统建设情况及完成计划 我矿目前的抽采工作主要是对 C25 煤层采空区瓦斯抽采和在 C25 煤 层底板打抽采 钻 孔打穿 C19 煤层顶 板对 C19 煤层瓦斯进行预抽。 2016 年度抽采任务计划，计划安排 3 个抽采区域：计划抽采如下： 在 11191、11192 进、回风巷布置顺槽超前钻孔，进行边抽边掘， 两个作业头交替进行，计划抽放瓦斯纯量 60 万立方；在 11256 备采 面回风巷施工穿层钻孔共计 110 个（10 米一组，每组 5 个），计划抽 采瓦斯纯量 55 万立方；在 11252 采面回风巷施工穿层钻孔共计 200 个，计 划抽采瓦斯纯量 100 万立方，为了抽采达标，抽、采、掘平衡， 在 11256 采空区增设采空区抽放，计划抽采瓦斯纯量 60 万立方，全 - 14 - 年共计抽采瓦斯纯量 275 万立方。抽采完成，加上保护层开采，消突 煤量可达 24 万吨。 第二节 采掘接替计划 一、采掘部署 水平划分。矿井采用平硐加暗斜井开拓，主井口标高+577 米， 主要用于矿井进风、行人和煤炭、村料运输，主运输大巷全长 2000 米。矿 井共划分为两个水平，+680m+580m 为第一个水平， +580m+520m 为第二个水平。每个水平划分两个采区，采区提升 巷布置在煤层底板茅口灰岩中，区段运输平巷沿煤层走向布置，为 半煤岩巷道。采煤工作面为走向长壁式，工作面回风巷沿煤层走向 布置，为半煤岩巷。目前矿井布置掘进工作面有：一采两掘、11256 采煤工作面、22252 运输平巷掘进工作面、580 水平灰岩回风平巷掘 进工作面。采煤工作面有：11256 采煤工作面。采煤工艺为炮破落煤 工艺，煤巷掘进工作面采用煤电钻打眼炮破落煤，半煤岩巷中的岩 层采用气腿式凿岩机打眼放炮，人工装运碴。全岩巷掘进工作面采 用气腿式凿岩机打眼放炮，耙斗机装碴。 二、采掘工作面接替计划 我矿目前的主采工作面为 11256 采煤工作面，接替工作面为 11252 采煤工作面。掘进工作面为 22252 运输顺槽掘进工作面、 22251 运输平巷掘进工作面、接替 22252 运输巷道、11256 备采面机 巷接替 580 灰岩掘进工作面。 （一）采煤工作面接替计划 工作面名称 工作面长 度（m） 工作面斜 长(m) 月推进 度(m) 工作面可采储量（万吨） 月计划回采量（万吨） 工作面回采时间 - 15 - 11256 采煤工作面 220 70 120 3.4 1.1 57 月 11252 采煤工作面 350 60 57 9.41 1.2 512 月 22252 采煤工作面 210 110 80 4.5 0.9 7 月-12 月 （二）掘进工作面接替计划 掘进巷道 年计划完成量 （m） 月计划完成量 （m） 计划施工期 22252 运输巷（半煤巷） 100 80 6 月份 580 灰岩回风平巷 160 80 5-6 月份 11191 回风掘进（煤巷） 460 60 5-11 月份 11191 运输巷（煤巷） 460 60 5-11 月份 22252 开切眼（煤巷） 110 60 5-6 月份 11256 备采面顺槽 220 120 89 月份 22251 运输巷（半煤巷） 240 80 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） 倾斜长度 （m） 平均厚度 （m） 容 重 （吨 /m3） 包括区域 可采储量（万吨） 1000 220 1.4 1.4 22 采区 C25 43.12 1000 220 1.7 1.3 22 采区 C19 48.62 开 拓 量 910 370120+200 80+34090 1.7 1.3 回采区 C19 20.11 111.85 40 80 1.6 1.4 11256 工作面 0.448回 采 煤 400 120 1.4 1.4 11252 工作面 9.41 12.768 - 16 - 量 200 80 1.3 1.4 11256 备采 2.91 700 110 1.4 1.4 22251 工作面 C25 煤层 15.1 300 110 1.4 1.4 22251 工作面 C19 煤层 6.47 700 110 1.7 1.3 22191 工作面 C25 煤层 17.02 准 备 煤 量 300 110 1.7 1.3 22191 工作面 C19 煤层 7.3 45.89 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。在主平硐六石设置了中央变所，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 - 17 - 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（F）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。 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 雷电装置。( 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 - 18 - 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 FBCDZ18（2 台），功率为 290KW，矿井总回风风量为 2220m3/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 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=4171.2=82m3/min （2）按炸药消耗量计算 - 19 - Q=25A=256=150m3/min （3）按瓦斯涌出量计算 Q=100QK=1002.5m3/min1.4=350m3/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=601(3.2 宽1.6 高)=307m 3/min 根据以上计算结果，取其中最大值 350m3/min 作为工作面供风 量。 风速校核：77m 3/min350 m3/min1229 m3/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=491.4=50m3 /min （2)按炸 药 消耗量计算 Q 掘=25A=257.2=180m 3/min （3）按瓦斯涌出量计算 Q=100QK=1001.4m3/min1.5=210m3/min （4）按风速计算 Q 底 =600.25m/s5.29=79m 3/min Q 高 =604m/s5.29=1269m 3/min 79m3/min210 m3/min1269m3/min 根据以上计算结果，取其中最大值 210m3/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 - 20 - Q=4NK=471.4=39m3/min （2)按炸 药 消耗量计算 Q 掘=25A=258.4=210m 3/min （3）按风速计算 Q 底 =600.15m/s7.28=66m 3/min Q 高 =604m/s7.28=1747m 3/min 66m3/min210 m3/min1747m3/min 根据以上计算结果，取其中最大值 210m3/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 2100=200 m3/min，11255 抽采钻场 250 m3/min， 绞车房 430=120m3/min、11256 备采面 156 m3/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/m3 经计算矿井总需风量为 1795min/m3 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 - 21 - 面实行了独立通风。矿井掘进工作面采用 FBDNO5/25.5 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。 第三节 提升运输系统 一、系统概况 我矿提升绞车为 JTPB-1.21.0 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。提升均设置了 “一坡三挡 ”和声光信号装置。 二、运输方式 主平硐铺设 22kg/m 钢轨，轨距为 600mm。采用型号为 KFU1.06 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 - 22 - 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）落平点设置有容量为 230m3 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 80m3d，最小 涌水量为 12 m3/d，正常涌水量为 30 m3/d。 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置和录音电话。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 - 23 - 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置不正确的现象，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 500m3 蓄水池 1 个，副井地面建有容 量为 300m3 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 设置 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置，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。 - 24 - （三）井下各绞车房、机电硐室配置了灭火器和砂厢。 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置。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置。 （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置。 第五章 矿井安全避险“六大系统” 情况 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、地点和位置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置有分站，识别 卡、读 卡器配置齐全，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 - 25 - 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 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 FHOG110F、 电机功率为 110KW，两台 FHOG55F、电机功率为 55KW，压风管 路敷设采用 100mm 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 50mm 铁管将气压分接到各采掘 附近和巷道安设压风自救装置处，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 位置，水池容积为 2150m3 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 100mm 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 50mm 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，压风自救装置处和供压气阀门附 - 26 - 近应安装供水阀门。并在各管路沿线每隔 100m 设置有管径为 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 设置了支管和阀门，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。 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 - 27 - 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 配置有光学瓦斯检测仪 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置和录音电话。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 - 28 - 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置，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。 - 29 - （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，设置栅栏， 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。 - 30 - （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 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置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。 - 31 - （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 设置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 - 32 - 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% 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 0.5m3 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