山西灵石聚义鑫辉源煤业有限公司采掘生产计划.doc

山西灵石聚义鑫辉源煤业有限公司2016年度采掘生产计划总工办二一六年一月32目 录一、概况。 1二、上年度采掘技术计划执行情况4三、2016年采掘生产布局4四、编制采掘生产计划的原则和依据。5五、计划2016年度采掘生产计划安排.5六、矿井风量11七、存在问题及采取措施171、采掘工艺172、安全管理173、通风174、机电运输185、员工队伍18八、矿井标准化建设计划18九、安全技术要求181、危害安全生产因素分析182、安全防治措施18十、安全技术措施20山西灵石聚义鑫辉源煤业有限公司2016年度采掘生产计划1、 矿井概况（一）矿井地址山西灵石天聚鑫辉源煤业有限公司位于晋中市灵石县城东北14km处两渡镇冷泉村东南，行政隶属晋中市灵石县两渡镇管辖。井田西界外0.5km有京昆高速、大运公路及南同蒲铁路通过，其间有简易公路连通，井田东北距义棠车站4km，距介休市10km。西南距两渡车站5km，距灵石县城14km，由井田向北可经介休抵达省城太原，向南可经灵石通往临汾、运城，交通运输较为便利。（二）井田面积及设计能力根据山西省国土资源厅颁发的采矿许可证，证号C1400002009111220048547，该矿批准井田面积4.5105km2，生产能力900kt/a，批准开采211号煤层。（三）开拓方式矿井开拓方式为两斜一立开拓，主副井作为井风井筒兼作运煤下料，立井担负全矿回风之用。（四）通风方式矿井通风方式为中央并列抽出式。（五）煤层开采情况及本煤层采掘现状鑫辉源煤业共有211号6层可采煤层，现开采9、10号煤层。9号煤层平均厚1.15米，其顶板为石灰岩，底板为泥岩；10号煤层平均厚7.5米，其顶板为细砂岩，底板为泥岩。矿井现有1007综放工作面及2904高档普采工作面。2904采面走向长120米，倾斜长120米，2015年已采400米，剩余800米，可采储量约15万吨；1007综采工作面走向长680米，倾斜长84米，2015年已采280米剩余400米，可采储量32万吨。掘进工作面现安排2903运输及回风顺槽，运输顺槽已140米，回风顺槽已掘504米。21003运输及回风顺槽都是刚开口的工作面。6号煤四采区有两个备用工作面，随时可以掘进。三采区皮带巷已掘152米。全矿现在有回采工作面2个，掘进工作面7个。 2、 煤层地质、矿井水文地质及补勘情况 （一）煤层地质 矿区内主要含煤地层山西组和太原组，岩性主要为灰、浅灰、灰黑色厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、炭质泥岩，块状泥岩，中厚层状细砂岩，夹灰岩及煤。厚度80105m，一般厚度95m左右，厚度比较稳定。共含煤811层，有编号的8余层，自上而下编号为4、5、6、7、8、9、10、11、12号煤层，其中4、6、7、9、10、11号全区稳定可采煤层，含煤平均总厚约24m，含煤系数8.4%，可采煤层6层。（2） 矿井水文地质及补勘情况区域范围内地下水主要分为采空区积水、裂隙水、部分为断层水。积空区积水大部分分布在过去小煤窑采过的采空区；裂隙水为大气降水渗入风化裂隙、构造裂隙而形成，泉水流量小，断层水主要分布在二采区和三采区之间的F3断层水。三、矿井瓦斯压力及瓦斯含量根据晋中市晋煤发2015198号关于晋中市灵石县关于请求审批晋中市灵石县鑫辉源煤业有限公司2015年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告的批复，本矿井瓦斯绝对涌出量为9.18m3/min，瓦斯相对涌出量4.85m3/t；二氧化碳绝对涌出量0.97m3/min，二氧化碳相对涌出量1.239.12 m3/t，属瓦斯矿井。（一）、上年度采掘技术计划执行情况2015年度全矿采掘计划完成情况：全年生产原煤91.8万t（其中：掘进及其它煤量9.8万t，回采煤量82万t）掘进进尺8727m。其中：9号煤2678.6米，10号煤4612.7米，上组煤1436米。（2） 、2016年生产总目标及生产布局采掘总目标1、 生产原煤99.4万吨，其中：上组煤8.6万吨、9号煤26.8万吨、10号煤50.5万吨、掘进工程煤13.5万吨。2、 掘进总进尺1.46万米，其中：开拓0.3万米、回采进尺1.16万米（掘进进尺里面可能有变化，关键要看煤炭形势的发展和6号煤采空区情况，故暂定1.46万米）3、 安全上无重大事故，轻伤事故不超百万吨的10%。布局原则(1).合理布置生产系统，提高单产单进水平；(2).优化劳动组织，以最小的生产成本换取最大的经济效益；(3).系统顺、环节少、设施牢、效率高、安全好。矿井采区及工作面接替情况1.2016年采面及采区接替情况（1）生产工作面情况：1007年生产采区为一采区,2904高档普采在二采区。（2）接替工作面情况2904高档普采接替工作面为2903高档普采1007综采工作面接替工作面为21003综采工作面。21003综采工作面接替面为21002综采工作面。一采区接替采区为二采区二采区接替采区为上组煤6号煤二采区和四采区6号煤二采区和四采区接替工作面为三采区，三采区开拓巷道工程量为2500m，预计2016年3月开工，2017年5月前形成三采区首采工作面。四、编制采掘生产计划的原则和依据遵循矿井初步设计规定的生产规律，贯彻“采掘并举，掘进先行”的方针，合理安排采掘比例关系，保证生产的正常衔接，坚持正规的采掘顺序。按照均衡原则安排季度、月度生产计划，合理组织生产；在保证生产安全的前提下，提升单产单进水平，提高煤炭资源回采率、降低采矿贫化率指标，促进资源合理利用。结合采掘现状和远景规划。2016年度，探放水以及一通三防工作是采是全矿安全生产工作的重中之重，必须引起高度的重视。五、2016年度采掘生产计划安排（一）2016年生产计划布置及任务安排依据2016年度采掘任务目标及初步设计，全年计划生产天数300天，考虑到地质条件复杂及生产不均衡性等因素的影响，计划全年生产原煤99.4万t；其中掘进产煤13.5万 t、回采产煤85.9万t。掘进安排四个综掘工作面、三个炮掘工作面，回采安排一个高档普采面、一个综放工作面、一个炮采工作面。巷道掘进进尺1.46万m，其中开拓进尺0.3万 m、回采进尺1.16万m；1、掘进工作面布置及任务安排矿井的生产掘进工作面具体有2903回风、运输顺槽及切眼、21003回风、运输顺槽及切眼、2902回风、运输顺槽及切眼、21002回风、运输顺槽及切眼、6号煤二采区运输大巷和回风大巷及顺槽切眼等、6号煤四采区的运输和回风大巷及顺槽切眼。三采区皮带、轨道、回风大巷的开拓。 综掘一队：综掘四六制，每天三个班掘进，一个班检修，主要施工的巷道2903运输顺槽及切眼。 综掘二队：综掘四六制，每天是三个掘进，一个班检修，主要施工巷道是2903回风顺槽。 综掘三队：综掘四六制生产，每天三个班掘进，一个班检修，主要施工21003运输顺槽和切眼。 综掘四队：综掘四六制生产，每天三个班掘进，一个班检修，主要施工21003回风顺槽和切眼。 开拓一队：炮掘三班制生产，主要施工三采区皮带运输厚大巷和三采区轨道运输大巷。 炮掘队：主要负责施工6号煤的四采区和二采区的运输和回风大巷及4601运输和回风顺槽，2601运输和回风顺槽及切眼。具体的时间安排见附表：2、 回采工作面布置及任务安排2-1、综采队1007综放工作面，工作面四六制生产，三班生产，一个班检修，计划月生产25天，每天六个循环，日循环3.6m，月进度90m。月产煤炭4.7万吨。21003综放工作面，工作面四六制生产，三个矿采煤，一个班检修，计划生产25天，每天八个循环，日循环3.6米，月进度90m.月产煤炭4.4万吨。2-2、普采队2904高档普采工作面，工作面四六制生产，三个班生产，一个班检修，计划月生产25天，每天六个循环，日循环0.6m，月进度90m。月产煤炭1.68万吨。2903高档普采工作面，工作面四六制生产，三个班生产，一个班检修，计划生产25天，每天六个循环，日循环0.6m，月进度90m.月产煤炭1.68万吨。上组煤见附表，因存在很多不确定因素，故，未细说。2-3、回采推进接替1007综采工作面接替工作面是21003工作面，21003综采工作面接替工作面是21002综采工作面。掘进工作面参照掘进计划表，不在一一叙述。3、 工作面安装任务安排根据2016年生产目标，结合矿井实际情况，将利用春节放假期间对井下综采设备、胶带输送机、给煤机、综掘及运输等设备；地面空压机房、黄泥灌浆站、主通风机、主提升机等进行全面保养维修。根据2016年采掘部署2903、21003、21002、及上组煤工作面安装。1007、2904、21003回采工作面拆除。由于工作面顺槽长度短、搬拆工作面较为频繁，由此我矿申请增设一套普采设备缓解机电安装压力；满足正常的回采接续。回采工作面安装2903普采工作面于2016年5月初进行安装，6月进行试生产，7月份必须保证正常生产；21003综放工作面于2016年6月上旬进行安装，7月份进行试采，8月份必须保证正常出煤；回采工作面回撤2904普采工作面于2016年10月上旬回撤，所有设备必须上井进行检修；1007综放工作面于2016年6月上旬回撤，所有设备必须上井进行检修；（二）2016年采掘计划及时间安排依据2016年度采掘任务目标及初步设计，全年计划生产天数300天，考虑到地质条件复杂及生产不均衡性等因素的影响，计划全年生产原煤99.4万t；其中掘进产煤13.5万t、回采产煤85.9万t。掘进安排7个掘进工作面、回采安排一个高档普采面、一个综放工作面；巷道掘进进尺1.46万m，其中开拓进尺0.3万m、回采进尺1.16万m。（详见掘进附表）1、掘进工作面月计划任务安排依据计划2016年度生产任务目标，矿井的生产掘进工作面具体有2903回风、运输顺槽及切眼、31003回风、运输顺槽及切眼、21003回风、运输顺槽及切眼、6号煤的四采区运输及回风大巷、三采区的皮带大巷、轨道大巷掘进。综掘一队：每天三个班掘进，一个班检修，2903运输顺槽及切眼，探水期间交替掘进，综掘、木锚杆支护，月进度375m，接替掘进面是2102运输顺槽。综掘二队：每天三个班掘进，一个班检修，2903回风顺槽，木锚杆支护，探水期间交替掘进，综掘、月进度375m，接替掘进面是2102回风顺槽。综掘三队：综掘四六制生产，每天三个班掘进，一个班检修，主要施工21003运输顺槽和切眼。钢棚支护，月度进尺是300米。接替工作面是21002运输顺槽。综掘四队：综掘四六制生产，每天三个班掘进，一个班检修，主要施工21003回风顺槽和切眼，钢棚支护，月度进尺300米，接替工作面是21002回风顺槽。开拓一队：炮掘三班制生产，主要施工三采区皮带运输厚大巷和三采区轨道运输大巷，锚网喷支护，月度进尺90米，探放水期间交替进行掘进。其他掘进工作面参照，掘进计划表进行。2、回采工作面月任务计划安排回采队，每天四个班回采，每天6刀。10号煤回采推进接替1007综采面21003综放工作面21002综放回采工作面。9号煤回采推进接替2904高档普采工作面2903普采面2902普采六、矿井风量分配（一）、矿井供风原则1、矿井供风总的原则是，既要能确保矿井安全生产的需要，又要符合经济要求。2、矿井所需风量的确定，必须符合煤矿安全规程中有关条文的规定：（1）、氧气含量的规定;（2）、CH4、二氧化碳、氢气等有害气体安全浓度的规定;（3）、井巷风流速度的规定;（4）、空气中悬浮粉尘允许浓度的规定;（5）、空气温度的规定；（6）、每人每分钟供风量不少于4m3的规定。（二）、矿井主要用风地点统计1、2个采煤工作面（9号高档普采、10综放工作面、6号煤炮采工作面）2、掘进工作面7个（综掘4个、炮掘3个）；3、避难硐室1个；4、变电所2个；5、其他用风地点。（三）矿井需要风量计算按采煤、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算，各地点的实际需要风量，必须使该地点的风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度，风速以及温度，每人供风量符合煤矿安全规程有关规定。风量计算1、按井下同时工作的最多人数计算:Q=4NK式中：Q矿井总供风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，依据晋煤安发2005226号文为75人；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素，采用中央分列式，设计取1.25。则：Q=4NK=4751.25=375(m3/min)2、按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算Q=(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)K式中：Q采采煤工作面实际需风量总和，m3/min；Q掘掘进工作面实际需风量总和，m3/min；Q硐独立通风硐室实际需风量总和，m3/min；Q其它除采、掘、硐室外其它需风量总和，m3/min。(1)、采煤工作面需风量计算采煤工作面按瓦斯涌出量、工作面温度、井下同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算。矿井设计三个回采工作面。一个为9#煤层工作面，另一个为10#煤层工作面，6号煤炮采工作面。矿井采煤工作面需风量，按各煤层工作面分别计算，取二者之和。9#煤层工作面9#煤层回采工作面采煤工艺为高档普采，一次采全高。、按瓦斯涌出量计算:Q9#采=100q9#采Kc式中：Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，机采工作面设计取Kc=1.5；q9#采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。q9#采=0.86m3/min。经计算，Q9#采=129m3/min、按二氧化碳涌出量计算:Q9#采=100q9#采Kc/1.5式中：Kc工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用系数，机采工作面设计取Kc=1.5；q9#采采煤工作面绝对二氧化碳涌出量，m3/min。q9#采=1.03m3/min。经计算，Q9#采=103m3/min、按工作面温度计算:Q9#采=60VcScKi(m3/min)。式中：Vc回采工作面适宜风速，取Vc=1.5m/s；Sc回采工作面有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算。S9#c=1.18(3.42.6)m24.03.54，取S平均=3.77m2；Ki工作面长度系数，回采工作面长度130，设计取Ki=1.0。经计算，Q9#采=339m3/min。、按工作人员数量计算Q9#采=4ncm3/min式中：4每人每分钟供给的最低风量，m3/min；nc采煤工作面同时工作的最多人数，按劳动定员最大班同时工作的最多人数为21人。经计算，Q9#采=84m3/min。、按风速验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。即15ScQ采240Sc取上述最大值，Q9#采=339m3/min。154.03392403.54。经验算，回采工作面风速满足煤矿安全规程规定。为保证采掘接替正常，在生产工作面接近结束时，必须准备成接替工作面。接替工作面所需风量取生产工作面所需风量的50%。则回采工作面需总风量Q9#采=339(150%)509m3/min，取510m3/min。10#煤层工作面10#煤层回采工作面采煤工艺为综采放顶煤。、按瓦斯涌出量计算:Q11#采=100q11#采Kc式中：Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，机采工作面设计取Kc=1.5；Q11#采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。q10#采=1.94m3/min。经计算，Q11#采=638m3/min、按二氧化碳涌出量计算:Q11#采=100q11#采Kc/1.5式中：Kc工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用系数，机采工作面设计取Kc=1.5；Q11#采采煤工作面绝对二氧化碳涌出量，m3/min。q11#采=5.12m3/min。经计算，Q11#采=512m3/min、按工作面温度计算:Q11#采=60VcScKi(m3/min)。式中：Vc回采工作面适宜风速，取Vc=1.5m/s；Sc回采工作面有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算。S11#c=2.0(4.053.45)m28.16.5，取S平均=7.3m2；Ki工作面长度系数，回采工作面长度120，设计取Ki=1.0。经计算，Q11#采=657m3/min。、按工作人员数量计算:Q11#采=4ncm3/min式中：4每人每分钟供给的最低风量，m3/min；nc采煤工作面同时工作的最多人数，按劳动定员最大班同时工作的最多人数为17人。经计算，Q11采=68m3/min。、按风速验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。即15ScQ采240Sc取上述最大值，Q11#采=657m3/min，取Q11#采=657m3/min。158.16572406.5。经验算，回采工作面风速满足煤矿安全规程规定。为保证采掘接替正常，在生产工作面接近结束时，必须准备成接替工作面。接替工作面所需风量取生产工作面所需风量的50%。则回采工作面需总风量Q11#采=657(150%)985.5(m3/min)，取986m3/min。取Q11#采=986m3/min。则Q采=Q9#采Q11#采510+986=1496(m3/min)。(2)、掘进工作面风量计算全矿井配备三个掘进工作面，两个炮掘工作面，一个综掘工作面，按下列因素分别计算，取其最大值。、按瓦斯涌出量计算:Q掘=100q掘kd(m3/min)式中：q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，9#煤q9炮掘=0.20m3/min，11#煤q11炮掘=0.36m3/min，q综掘=0.67m3/min，kd掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数。机掘工作面取Kd=1.52.0;炮掘工作面取Kd=1.82.0，取Kd=2.0。经计算，Q9炮掘=40m3/min；Q11炮掘=72m3/min；Q综掘=134m3/min。、按二氧化碳涌出量计算:Q掘=100q掘kd/1.5(m3/min)式中：q掘掘进工作面平均绝对二氧化碳涌出量，9#煤q9炮掘=0.23m3/min，11#煤q11炮掘=0.42m3/min，q综掘=0.81m3/min，kd掘进工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用系数。机掘工作面取Kd=1.52.0;炮掘工作面取Kd=1.82.0，取Kd=2.0。经计算，Q9炮掘=31m3/min；Q11炮掘=56m3/min；Q综掘=108m3/min。、按炸药使用量计算:Q炮掘=(m3/min)式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min;Aj掘进面一次爆破所用的最大炸药量，取32kg;b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b=0.1m3/kg;t通风时间，一般不少于20分钟;c爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.02。经计算，Q炮掘=150m3/min。、按工作人员数量计算:Q掘=4nj式中：4每人每分钟供给的最低风量，m3/min；nj掘进工作面同时工作的最多人数。综掘工作面最大班同时工作的人数为13人，炮掘工作面为212人。经计算，Q综掘=52m3/min，Q炮掘=48m3/min、按局部通风机吸风量计算设计为掘进工作面配备的局扇为KDF-6.3，其吸风量为185330m3/min，风压为4004200Pa。Q掘Q局吸+60VS式中：Q局吸-局部扇风机实际吸风量，取330m3/min； V-防止吸循环风的最低风速，煤巷、半煤岩巷取0.25m/s、岩巷取0.15m/s；S-局部通风机至掘进工作面回风流之间巷道的断面积，S9#顺槽=6.3m2，S11#顺槽=10.36m2，S运输巷=10m2Q9#顺槽=330+600.256.3=425m3/min；Q11#顺槽=330+600.2510.36=485m3/min；Q运输巷=330+600.2510 =480m3/min；按以上计算结果取最大值，即Q9#顺槽=425m3/min 、Q11#顺槽=485m3/min、Q运输巷=480m3/min，设计取Q综掘=Q炮掘=500m3/min。、按风速进行验算按最低风速0.25m/s验算：Q掘=500m3/min0.2560S=155m3/min；按最高风速4m/s验算：Q掘=500m3/min460S=1512m3/min；经验算，掘进工作面需风量取Q综掘=Q炮掘=500m3/min，其风速满足煤矿安全规程要求。考虑到工作面停掘不停风，按7个掘进工作面进行考虑，则：Q掘=2000m3/min(3) 、硐室需风量计算矿井井下独立通风的硐室有：采区水泵房。按经验值每个硐室需风量60120m3/min，设计取Q硐=120m3/min。故Q硐=120m3/min(4) 、其它风量按照有关规定，其它风量，以采煤、掘进、硐室需风量的总和的5%计算。Q其它=(Q采+Q掘+Q硐)5%=5%=181m3/min，取Q其它=181m3/min(5)、矿井需风量根据上述计算，确定矿井所需风量QQ=(Q采+Q掘+Q硐+Q其它)K=(14962000120181)1.2=4557m3/min（4） 各头面风量具体分配回采工作面1、 高档普采工作面配风量为500m3/min2、 综放工作面配风量为1000m3/min3、 炮采工作面配风量为500m3/min掘进工作面风量分配 1、炮掘工作面风量为400m3/min（2个工作面） 2、综掘工作面风量为500m3/min（4个工作面） 3、开拓工作面风量为500m3/min（1个工作面）洞室分量分配 全矿所有洞室分配风量为600m3/min漏风量 全矿漏风量为 220m3/min全矿总进风量约为6120m3/min，总回风量约为6360m3/min七、存在问题及采取措施1、采掘工艺为满足原煤产量增大和实现采掘衔接需要，回采作业需改革单个工序，掘进作业需加强巷道成型和支护管理，并提高综掘机的利用率。加强回采巷道的掘进速度。回采面遇断层时，提前补掘顺槽及切眼，并加大探放水力度，通过创新掘进工艺，大幅度提高综掘进尺，保证回采工作面和采区的正常衔接。2、安全管理尽管在安全管理、质量标准化建设和班组建设等方面下了很大力气，收到了一些效果，但安全基础仍不牢固。需继续加大力度，排查整治“一通三防”、探放水、采掘作业、巷道支护和机电运输等工作中存在的隐患，加强质量标准化建设、班组建设、标准化作业、现场管理及安全文化建设。3、通风在日常生产过程中需加强通风设施的管理和通风系统的优化。在下组煤工作面回采过程中，加强对瓦斯的监测和煤炭自燃发火的观测，确保生产过程中安全。4、机电运输需加强机电运输设备的维护、保养和管理，加强主井皮带的维护保养。同时，完善排水系统，加大矿井排水能力。5、员工队伍需加强员工对机电设备的操作和现场管理。通过专业技能培训、外出考察等方式，提高技术理论水平和超前意识，增强对生产条件变化的适应性。八、矿井标准化建设计划生产过程中，一方面要加强班组建设狠抓现场管理，节约生产成本，强化监督机制，把好现场管理的各个环节，落实安全责任规范操作行为，使每个管理人员和现场作业人员，从思想上彻底转变观念，把各类隐患消灭在萌芽状态，另一方面巩固现有安全质量标准化成果，加快工作进度，齐心协力、紧密配合，转入工程质量的严化、量化、细化。把安全文化意识逐步贯彻到日常生产过程中，使我公司在安全生产方面开创新的局面。随着原煤产量不断提高，机械化程度不断增强，员工技术素质低的问题渐渐凸现出来，尤其在机电设备的操作方面和现场管理方面需逐步加强，提高其理论素质和超前意识，以增强其对生产条件变化的适应性，进一步加强和巩固已取得的安全质量标准化成果。九、安全技术要求1、危害安全生产因素分析依据矿井的开采现状，结合矿井多年的生产统计资料，以及2015年度采掘计划安排，预测矿井今后存在以下危害因素：（1）采空区着火的危害；（2）通风系统故障危害；（3）中毒和窒息危害；（4）矿尘危害；（5）触电危害；（6）运输伤害；（7）探放水水害；（8）瓦斯危害；（9）工作面回撤危害；（10）火药爆炸和爆破伤害；（11）其它危害。2、安全防治措施矿井火灾事故救护。发生矿井火灾时，应遵循以下基本原则：控制烟雾的蔓延，使之不危及井下人员的安全；防止火灾扩大；防止引起瓦斯、煤尘爆炸，防止火风压引起风流逆转而造成危害；保证救灾人员的安全，并有利于抢救遇险人员；创造有利的灭火条件。矿井瓦斯、煤尘爆炸事故的救护及处理。发生瓦斯煤尘事故时，救护机构的主要任务是抢险遇险人员、对充满爆炸烟气的巷道恢复通风，抢救人员时清理堵塞物、扑灭因爆炸而产生的火花。首先到达的救护小组应对灾区进行全面侦察，查清遇难人员数量、地点、倒地方向和姿势，遇险人员伤害类型、部位和程度，并进行现场描述，发现 幸存者立即将其救出灾区，发现火源要立即扑灭。矿井冒顶事故的救护及处理。事故发生后，救护机构主要任务是抢救遇险人员和恢复通风。处理冒顶事故之前，煤矿山救护队应及时向事故附近地区工作的班干部和工人了解事故发生原因、冒顶地区顶板特性、事故前人员分布位置、瓦斯浓度等，并实地查看周围支架和顶板情况，必要时加固附近的支架，保证退路安全畅通。抢救人员时，要根据顶板冒落范围和形式，采取不同方式进行救护。要通过各种方法确定存活人员位置和遇险人员位置，实施抢救。处理冒顶事故的过程中，始终要有专人检查瓦斯和观察顶板情况，发现异常，立即撤出人员。抢救出的遇险人员要用毯子保温，迅速运至安全地点进行创伤检查，在现场开展氧气和人工呼吸等救护工作。对长时间困在井下的人员，不要灯光照射眼睛一般局部小冒顶，采取掏梁窝和探梁等方式解决；局部冒顶范围较大时，若直接顶未冒落，一般采取从冒顶两端向中间探梁处理，若直接顶冒落，采取打撞楔方法处理；大冒顶，可采取恢复工作面、另掘开切眼或局部另掘开切眼的方法。矿井水灾事故的救护及处理。井巷发生透水事故时，救护队的任务是抢救受淹和被困人员，防止井巷进一步被淹和恢复井巷通风。救护到达事故矿井后，要了解灾区情况、突水地点、性质、涌水量、水源补给、水位、事故前人员分布、矿具有生存条件的地点及其进入的通道等，并根据被堵人员所在地点的空间、氧气、瓦斯浓度以及救出被困人员所需的大致时间，制定相应的救灾方案。救护队在侦察时，应确定遇险人员位置，涌水通道、水量、水的流动线路，巷道及水泵设施受水淹程度、巷道冲坏和堵塞情况，有害气体浓度及巷道分布情况和通风情况等。由于矿井透水很可能造成全矿被淹危险，所以组织人员强行排水，在保证下部水平人员救出后，可向下部水平或采空区放水。透水时，要力保泵房不被淹。排水过程中要切断电源、保持通风、加强有毒气体的检测和冒顶、掉底的威胁。十、安全技术措施1、各工种必须培训合格持证上岗，学习领会作业规程，方准上岗作业，操作中严格执行“三大规程”，并加强安全生产责任制。2、生产中必须建立健全安全管理机构，岗位责任制度，奖罚制度，交接班制度，安全活动制度，火工品管理制度等。各工作必须设专职安全管理人员，统一指挥作业，进入工作面先检查工作面，确保无安全隐患后，方准安排人员进入现场进行作业。3、前一班下岗之前，后一班上岗之后，其班长、安全员、验收员等有关人员必须在现场就工作面工程质量、安全状况以及遗留问题进行现场交接。4、工作面各作业地点的人员也必须在现场将工作范围内的工程质量及安全状况向下一班人员进行交接。5、机电各岗位操作人员必须在现场检查，交接所管设备。严格执行岗位责任制，保证设备安全运转。6、每班开工前，每个工作人员必须检查工作地点的顶底板、煤壁、支架等情况，工作中随时注意顶板及煤壁的变化情况，发现隐患、险情要立即采取措施，隐患未排除之前不得进行作业。7、远距离通风安全技术措施：在掘进工作面掘进过程中，通风距离达到一定长度后，采取如下安全技术措施：、加强风筒管理，使百米漏风率达到设计要求；、风筒出口距工作面距离不得超过10米；、设专人对局扇、风筒、局扇管理牌板进行管理，局扇的安装地点、安装位置、风筒悬挂、风筒对接符合设计要求；、瓦斯员必须经常检测瓦斯及有害气体浓度，如发现与规程不符时，及时撤出所有受威胁地点的人员；、加强风量检测，确保掘进工作面有效风量达到设计要求。8、防灭火安全技术措施：（1）工作面巷道布置应根据煤层自然发火期以及生产能力来设计，不能够在发火期内回采完的要制定相应的安全技术措施。（2）采掘工作面应积极推广使用新技术、新工艺，采取有效的措施，不留或少留顶底煤，并把工作面浮煤清理干净，进行正规开采，严禁采用仓房式采煤。（3）水平大巷（或采区大巷），必须在原支护的基础上，进行喷浆后、拱顶填实黄土，封闭煤体和空气的接触，巷道立体交叉点前后m必须采用砌筑支护，并喷浆巷壁后填实。（4）回采工作面顺槽要经常清理浮煤，保证干净、畅通。（5）采区及每个采掘工作面，必须有独立完整的通风系统，严禁采用采空区通风，严禁无风、微风作业。通风断面要符合通风要求，保持进、回风巷道畅通无阻。（6）风量配置要合理，以免风量过大给采空区或密闭处增加漏风导致煤炭自燃；风量过小造成有害气体积聚或产生高温、高热区域。9、防止瓦斯积聚是防止瓦斯事故的必要条件，把发生瓦斯事故的危险消灭在萌芽状态，防止瓦斯积聚对瓦斯事故的防治有着重要的意义。预防井下瓦斯积聚方法很多，主要有以下几种：（1）、加强通风加强矿井的通风工作是防止瓦斯积聚最有效的措施，其作用是将足够新鲜风流送到井下各工作面地点，把采掘工作面以及局部积聚的瓦斯冲淡并排出。矿井应合理选择最佳的矿井通风系统，详细制定系统完善措施，使矿井有效的风量能够正常满足安全生产需要。加强局部通风管理，杜绝井下各工作面出现无风、微风作业。加强栅栏、密闭和火区的管理，对采掘工作面停工的巷道必须及时进行封闭、揭示警标。及时做好工作面的风量调配工作，对矿井的风门、密闭、调节风窗、喷雾等通风设施、设备形成制度化管理，确保工作面的风流稳定。合理生产布局，防止工作面出现不合理的串联通风，长距离通风、循环风、角联通风等。（2）、加强瓦斯浓度检测矿井瓦斯浓度的检测是我们发现瓦斯事故隐患的眼睛，也是防范和处理措施的依据，准确掌握矿井井下瓦斯浓度的变化，是防止瓦斯事故的基本手段之一，也是矿井安全管理工作中的主要内容。矿井必须建立瓦斯、二氧化碳和其他有害气体的检查制度，检查要全面，所有采掘工作面、机电硐室、有人员作业地点都必须纳入检查范围。矿井必须配齐足够的瓦斯检查员、瓦斯检测仪器，要制定瓦斯巡回检测和请示报告制度，并认真及时填写有关日报表和记录，发现问题要及时汇报领导并组织处理，要杜绝空班漏检现象。总经理、分管领导必须及时审阅好瓦斯日报表，及时掌握好全矿的瓦斯变化情况，发现问题必须及时组织处理。瓦斯检查员在检查过程中发现问题必须及时向矿值班调度和值班领导汇报。（3）、及时处理局部的瓦斯积聚如工作面长期停工造成瓦斯积聚或检查中发现个别工作面出现瓦斯积聚，必须及时制定处理瓦斯积聚方法、安全技术措施组织处理。（4）、加强矿井的生产技术管理合理集中生产、优化生产布局，不断完善矿井的通风系统，真正做好“以风定产”防止超通风能力生产。加强对采区复采区段的局部通风管理，对需要长期停工的采区需要重新恢复生产的，必须详细制定好复采区段的通风管理措施，等复采区段的通风设施完善、风流稳定，不影响全矿通风后方可组织生产。努力创建正规回采工作面，确保回采工作面上风巷畅通，创造条件形成全负压的通风。做好工作面的贯通前和贯通后的风流调节管理工作，对工作面贯通后的风流变化要及时进行调节，确保风流稳定。建立瓦斯监测报警系统矿井必须按照煤矿安全规程及煤矿安全监控系统通用技术要求（AQ6201-2006）和煤矿安全监控系统及检测仪器使用规范（AQ1029-2007）两大规范规定，在采掘工作面及回风口、煤仓口、回风巷必须设置甲烷传感器来监测瓦斯浓度情况；被串工作面进风巷必须设置甲烷传感器进行监测。监测报警系统一旦出现报警应立即组织人员查明瓦斯超限原因，并进行治理；报警设备必须制定专人负责维护，确保报警系统能够正常、准确使用。10、 顶板管理掘进工作面顶板管理1、临时支护管理（1）掘开工作面必须使用临时支护，严禁空顶作业。（2）作业规程中必须对工作面控顶距做出明确规定。（3）作业规程中必须对采用的临时支护方式、数量和操作要求做出明确规定。2、锚杆支护巷道顶板管理（1）锚杆锚固长度不小于1800，顶锚杆锚固力不小于70kN，螺母拧紧力矩不小于150Nm，帮锚杆锚固力不小于50kN，螺母拧紧力矩不小于120Nm。（2）锚杆间排距误差不超过设计值的50mm，孔深度不小于杆体有效长度，且不大于杆体有效长度30mm。（3）锚杆的托板必须紧贴岩面，锚杆外露托盘的长度不超过50mm，锚杆与围岩的角度不超过设计值的15。（4）必须使用锚杆钻机、风动扳手、电动扳手等机械工具安装锚杆。（5）锚杆锚固力每班必须检查，生产队组要留有详细记录；锚杆螺母必须使用气扳机或力矩扳手拧紧，保证力矩符合有关要求。（6）锚杆支护巷道，掘出后，顶板有效支护距煤头最大空顶距不超过400mm，且临时支护的距离必须符合作业规程规定，临时支护的时间不得超过4h。3、锚索支护巷道顶板管理（1）交叉点、巷宽大于3.2m的工作面顺槽、切眼，优先选用锚索支护。（2）锚索长度应根据巷道顶板岩层情况确定，使锚索锚固到稳定的岩层中，当稳定岩层与巷道顶板距离过大时，锚索长度应超过自然平衡拱2m以上，并满足锚固段长度不小于1m，自由段长度不小于3m，张拉端长度要保证张拉工艺要求的长度，一般不小于150mm。（3）锚索外露长度一般不超过100mm。（4）对锚索预紧力每班要进行抽查，不合格的要重新补打，预紧力低于设计值80%时，必须重新预紧。（5）锚索张拉预紧力规定：17.8mm不小于160kN。（6）锚索孔距误差不应超过200mm，孔深误差不应大于200mm，钻孔轴线与设计轴线的偏差不应大于3。（7）锚索各组件的材质和规格符合设计要求。托板安设位置、方向符合设计要求，紧贴岩面。（8）锚梁网索联合支护巷道锚索加强支护要紧跟锚杆支护到迎头，落后迎头一排锚杆不大于3.2m。4、架棚巷道顶板管理（1）架设棚子前，当班跟班班队长或班长必须指派有经验的工人按操作规程严格执行敲帮问顶制度，并有专人监护，将浮石活矸清理干净。（2）架棚巷道在放炮前，靠近掘进工作面10m长度内的支架必须加固。放炮后，必须对放炮崩倒、崩坏的支架先行修复，修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行；迎头作业在超前支护或临时支护下作业。（3）支架间必须用牢固的撑木或拉杆连接起来。可缩性金属支架必须用金属拉杆，并用机械力矩扳手拧紧卡缆，卡缆拧紧扭矩不得小于150Nm。支架和顶帮之间的空隙必须塞紧、接顶和背实。（4）坚持对煤或松软围岩进行松帮卸压，减少支架变形，降低复修工程量，对确实需要修复的巷道，要及时编制措施进行修复。5、井巷维修的顶板管理 （1）在井巷维修前应进行现场顶板鉴定，确定施工方法，制定施工安全技术措施，且必须履行审批手续，并向维修人员贯彻。施工中明确顶板监护人员。 （2）巷道维修作业，必须采取临时支护措施。（3）维修巷道应有外向里逐段进行，回撤巷道金属支架时应由里向外进行，严禁维修人员进入维修地点里侧。（4）维修巷道前必须先加固附近支架。在拆除原支架、架设新支架前必须护好帮顶，防止帮顶漏岩（煤），翻一架给一架，严禁大翻大挑。在一架棚未完成之前不得终止作业。撤换支架的工作要连续进行，如不能连续施工，每次工作结束时必须背实帮顶。（5）扩大断面和维修井巷连续撤换时，必须保证有在发生冒顶堵塞井巷时能撤出人员的安全出口；在独头巷道维修时，必须由外向里逐架进行，倾斜巷道维修要由上向下进行；巷道对头维修时两处都必须有安全出口，距离小于20米时停止一处作业。发生冒顶时必须木垛接顶。（6）支架巷道变形严重进行修复时，一条巷道严禁多头施工。6、过断层、裂隙带、石门揭煤和岩性突变地段巷道顶板管理（1）必须加强掘进地段的地质调查工作，根据所掌握的地质资料，及时制定具体的施工方法和安全措施。（2）在破碎带中掘进，必须一次成巷，尽可能缩短围岩暴露时间，减小顶板出露后的挠曲离层，提高顶板的稳定性。穿煤层或遇地质构造时，应采用可缩性拱形支架支护，并喷浆封闭。（3）施工中要严格执行操作规程、交接班和安全检查制度。要经常观察围岩稳定状况的变化，一旦发现异常必须及时处理。（4）掘进工作面临近断层或穿断层时，巷道支护应采用U型钢支架或U型钢支架加锚网喷或锚索的复合支护，棚距比正常段要缩小。（5）必须减小空顶距离，及时架设临时支架，永久支护紧跟工作面迎头。（6）采用钻爆法破煤（岩）时，必须少打眼、少装药、放小炮，尽量保持围岩的稳定性。若放炮中顶板难以控制与管理，有冒顶危险，应改用风（手）镐方法掘进。（7）巷道支架背板要严实，提高支架对围岩的支护能力，防止掘进中漏顶或漏帮。（8）当顶板特别松软破碎时，可打撞楔控制破碎顶板。具备条件时，也可采用对顶板注浆锚固的方法。（9）在顶板岩性突变地段，要及时打点柱支护突变带顶板。对离层伞檐状围岩要及时敲掉。7、顶板离层监测管理（1）为了加强锚杆支护的顶板管理，进一步优化锚杆支护参数，随时了解顶板的离层情况，根据煤矿安全规程第44条第7款的规定，在煤巷锚杆支护必须进行顶板离层监测。（2）所有采用锚杆支护的煤巷内必须安装顶板离层仪，对顶板离层情况进行监测，并用记录牌板显示，以便及时掌握顶板离层变化，监测巷道支护质量，确保掘进及回采期间的安全。（3）所有顶板离层仪应按安装时间的先后进行编号，并挂牌管理，牌版上应清晰表明顶板离层仪的编号、安装日期、初始读数、深、浅基点位置