某煤矿年度采掘计划

子子长长县县双双富富煤煤矿矿 2 20 01 15 5 年年度度采采掘掘 接 续 计 划 二二一五年四月一五年四月 矿井名称：子子长县长县双富煤双富煤矿矿 报告名称：2015 年度采掘接年度采掘接续计续计划划 编 制： 审 核： 计划扼要：采煤采煤 26.58 万吨，万吨，进进尺尺 5320 米米 批 准 人： 批准日期： 年年 月月 日日 目目 录录 1、 、项项目概况目概况 .1 1.1 项项目基本情况目基本情况.1 1.2 0.45Mt/a 资资源整合源整合项项目的基本情况目的基本情况.3 2、上年度采掘、上年度采掘计计划划执执行情况行情况 .5 2.1 上年度采掘上年度采掘计计划完成情况划完成情况.5 2.2 存在的存在的问题问题.5 3、 、编编制采掘技制采掘技术计术计划的原划的原则则和依据和依据 .5 4、 、计计划年度采掘技划年度采掘技术计术计划安排划安排 .6 4.1 矿矿山地山地质质概况概况.6 4.2 矿矿山开采技山开采技术术条件条件.11 4.3 计计划年度采划年度采掘掘任任务务目目标标.12 4.4 掘掘进进工作面布置及任工作面布置及任务务安排安排.13 4.5 回采工作面布置及任回采工作面布置及任务务安排安排.14 5、安全技、安全技术术要求要求 .15 5.1 危害安全生危害安全生产产因素分析因素分析.15 5.2 安全防治措施安全防治措施.15 5.3 安全安全专项费专项费用用.31 6、机、机电电及及辅辅助生助生产设产设施施 .31 7、技、技术组织术组织措施措施 .32 8、主要技、主要技术经济术经济指指标标 .34 1 1.矿矿山概况山概况 1.1 矿矿山基本情况山基本情况 1.1.1 企企业业性性质质 子长县双富煤矿企业性质为民营企业。 1.1.2 矿矿山位置及交通山位置及交通 （1）井田位置 双富井田位于子长矿区东北角，属陕北三叠纪煤田栾家坪余家坪地区煤 炭资源普查区块的一部分。井田北为普查勘探区边界，南邻洪水沟煤矿，东邻 前进煤矿，西邻余家峁煤矿和甄家沟煤矿。南北长约 3.2km、东西宽约 1.302.56km，面积 5.351 km2。行政隶属子长县瓦窑堡镇管辖。 （2）交 通 矿井距县城约 3km，县城南距延安市 93km，北距榆林 208km。 西包线西榆段在县城约 3km 处设有上煤台，西包线与西康线相接形成南 北铁路大干线与西安至南京铁路线相接，形成“一纵两横”通江达海的铁路网， 交通十分便利。 1.1.3 自然地理自然地理 （一）地形地貌 井田地处陕北黄土高原中部，区内沟谷纵横，树枝状水系发育，水土流失 严重。地形总趋势为西部高，东南低；西部及北部沟谷流水注入区内的冯家屯 河。海拔标高一般在 10501300m 之间。最高点位于勘查区西部的黄土梁顶， 高程 1327.9m；最低点位于勘查区东南部的河床，高程 1053.0m，相对高差 274.9 m。 区内属大陆性暖温带半干旱气候，具有“春季干燥多风沙，夏季炎热多雷 2 雨，秋季晴朗降温快，冬季干冷雨量少”的特点。根据子长县气象台近年气象统 计资料：区内年最低气温为23.6、年最高气温为 38.0，年平均气温为 10.6。年降雨量 470.6589.5mm，年蒸发量 1086.61311.8mm。最大冻土深 度 1.03 米，一般冻土深度 0.78 米。雨季多集中在 7、8、9 月，占全年降雨量的 5565%，且多雷雨及暴雨，往往伴有洪、雹灾害。 1.1.4 采区划分及生采区划分及生产现产现状状 双富煤矿整合区位于子长矿区北东角,属陕北三叠纪煤田栾家坪余家坪 地区煤炭资源普查区块的一部分，行政隶属于子长县瓦窑堡镇所管辖。整合区 井田范围由 6 个坐标拐点圈定，井田南北长约 3.2km，东西宽约 1.302.56km，面积 5.351km2。整合后矿井储量为 13.631Mt，可采储量 9.5489Mt，矿井设计生产能力 0.45Mt/a，服务年限 15.2a。 根据开采设计方案，开采煤层为 5 号和 3 号煤层。 设计利用三条斜井开采 5 号和 3 号煤层，初期开采 5 号煤层，后期主、副 斜井核回风斜井延伸至 3 号煤层，保证矿井生产能力。 按照设计开采方案，5 上号和 5 号作为一个煤层组，划分为第一水平，水平 标高为+1082m；3 号煤层作为一个煤层组，划分为第二水平，水平标高为 +1035m；初期 5 上号和 5 号煤层搭配开采，保证矿井 0.45Mt/a 生产能力。 矿井按采区布置，分区段开采，矿井每个水平划分为三个采区。首采盘区 为第一水平（5 号煤层）一盘区。目前布置有一盘区主运输大巷、辅助运输大巷 及回风大巷。接续盘区为二盘区。 矿井采用下行开采，即先采 5 号煤，后采 3 号煤。 由于 5 上号煤层实际揭露煤层厚度仅为 0.4m 左右，且煤层内含有夹矸，煤 质较差，故首采工作面布置在 5 号煤层内。 3 5 号煤层一盘区首采工作面投产井巷工程量包括首采盘区大巷、5101 工作 面井巷工程量共计 2562m。已在 2014 年 6 月全部完成施工。 2.上年度采掘上年度采掘计计划划执执行情况行情况 2.1 上年度采掘上年度采掘计计划完成情况划完成情况 产量：2014 年全年计划产量为 30 万 t，实际没有完成综采面的安装。 进尺：2014 年全年掘进总进尺计划 3000m，实际完成 2562m，完成全年计 划的 85.4%， 2.2 存在的存在的问题问题 双富煤矿 2014 年度，未能完成采掘计划，主要是由以下几个原因所造成。 1） 矿井各大系统正处于调试阶段，作业点面采煤方法的调整。 2）市场因素停产和政府指令性停产，矿井年生产天数不足。 3.编编制采掘接制采掘接续计续计划的原划的原则则和依据和依据 遵循矿山生产规律，认真贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”的方针，深 入开展安全质量标准化达标活动，完成矿井的联合试运转和个单项工程验收工 作。在确保安全生产的前提下，力争实现最大经济效益。积极贯彻“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。依据开采设计的生产能力，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，提高回采率、降低采矿贫化率指标， 促进资源合理利用。坚持“全年计划产量不超核定能力和月产量不超当月计划 产量 10%”的原则，结合采掘现状和远景规划进行编制。 由于矿井为煤炭资源整合矿，正在进行技术改造，目前矿井正处于建设阶 段。因此 2015 年度，按照设计要求完善矿井各个系统，完成首采工作面的设备 安装与调试，尽快投入矿井联合试运转，是全矿生产工作的重中之重。 4 4.计计划年度采掘接划年度采掘接续计续计划安排划安排 4.1 矿矿山地山地质质概况概况 4.1.1 矿矿区地区地层层及构造及构造 1、地质构造 子长矿区大地构造位置处于鄂尔多斯盆地之陕北斜坡中部、构造相对稳定 的区段。构造形态总体为北西向缓倾的单斜构造,倾向 270310,倾角 13。 岩层发育宽缓的波状起伏，地表未发现较大断层，亦无岩浆岩活动迹象，总体 构造简单。区内主要为近于水平的平缓单斜地层，倾向 NW。 2、地 层 区内发育的主要地层由老到新依次为：上三叠统永坪组（T3y）、上三叠统瓦 窑堡组（T3w）、中侏罗统延安组（J2y）、新近系静乐组（N2j）及第四系中更新统 离石组（Q2l）、上更新统马兰组（Q3m）。区内地表主要出露第四系、新近系地层。 基岩沿沟谷出露瓦窑堡组地层。 3、煤层与煤质 （一）煤层特征 陕北三叠纪煤田子长矿区含煤 10 多层，整合区内具对比意义的煤层 6 层 （组） ，按陕北三叠纪煤田子长县栾家坪余家坪地区煤炭资源普查报告的 煤层编号自上而下依次为 5 上、5、4、3上、3、3 下号煤层。达到可采厚度且分 布稳定的煤层 2 层即：5 煤层及 3 号煤层。 5 号煤层位于瓦窑堡组第五段底部，煤层厚度 0.94-1.30m，平均厚度 1.15m，为全区可采的稳定煤层。不含或含一层泥岩夹矸，厚度 0-0.16m。顶 板为砂质泥岩，底板以泥岩为主。在区内东南部遭受不同程度的剥蚀。可采 面积 4.58km2，其煤层底板标高在 1070-1090m 之间，基本上由东向西缓倾， 5 伴有波状起伏，煤层埋深受地形控制，在沟谷处浅，在梁峁处深。地层倾角 13。 3 号煤层位于瓦窑堡组第三段中部，煤层厚度 0.78-0.96m，平均厚度 0.87m，为全区可采的稳定煤层。不含或含一层泥岩夹矸，厚度 0-0.15m。煤 层顶板为泥岩，底板以泥岩为主，个别钻孔见细、粉砂岩底板。全区可采面 积 5.351km2，采空区面积 1.06km2，剩余可采面积 4.29km2。其煤层底板标高 在 10301040m 之间，基本上由东向西缓倾，煤层埋深受地形控制，地层倾 角 1-2。 （二）煤 质 1、煤的物理性质 区内各煤层均为黑色，条痕褐黑色，沥青玻璃光泽，阶梯状参差状断 口，少量棱角状断口，硬度中等，性脆。外生裂隙较发育，裂隙面常被方解石 和黄铁矿薄膜充填。结构以条带状为主，线理状次之，层状构造，煤层水平层 理发育。 5 号煤视密度层平均视密度 1.37g/m3， 3 号煤层平均视密度 1.31g/m3。 区内 5 号、3 号煤军属于低灰煤特低灰、高挥发分、低硫、高热值特高 热值、高挥发分、强特强粘结、中等结焦、易选中等可选的气煤 45 号 （QM45）煤。 4.2 矿矿山开采技山开采技术术条件条件 1、瓦斯、煤尘和煤层自燃倾向性 瓦斯 2013 年矿井进行了瓦斯鉴定，经省煤炭行业主管部门批准，矿井为低瓦斯 矿井。 6 煤尘 矿井所有开采煤层均有爆炸危险性。 煤层自燃 5 号、3 号煤层为本区主采煤层，属不易自燃煤层， 2、水文地质 （1）含水层与隔水层 1、含（隔）水层 （1）第四系全新统冲、洪积层孔隙潜水（Q41al） 呈带状分布于河流两岸一级阶地，岩性一般上为亚粘土、亚砂土，下为 砂砾石层。由于河床多见基岩出露，故阶地多为基座式阶地，富水性弱。 （2）第四系黄土孔隙裂隙潜水（Qp2l+Qp3m） 广泛分布于井田内的梁峁地带，梁区较厚，沟谷地带变薄。岩性为浅黄 色，浅棕黄色砂质粘土，垂直节理发育，疏松，易塌落，受流水侵蚀切割构 成黄土区特有的地貌景观。厚度 0116.50m，该层潜水一般以第三系粘土岩 为底板，因而含水层的分布和厚度，取决于地貌条件和粘土岩分布的空间位 置、产状。该层主要接受大气降水渗入补给，向沟谷方向径流，多以面状出 水点的形式渗出地表。泉流量 0.0050.20L/s，水质类型为 HCO3MgCa 或 HCO3SO4NaMg 型，富水性较弱，矿化度为 358.12852.08mg/l。 （3）基岩风化裂隙带潜水（T3w5） 区内基岩顶部分布有 15m 左右厚的风化裂隙带，由于地形破碎，起伏变 化大，风化裂隙带亦随地形起伏变化，故不能形成一个较连续的储水空间， 故水量贫乏，富水性弱。通过地面水文地质调查，区内共有 1 个水泉出露， 涌水量较小为 0.15 l/s。水化学类型为 HCO3SO4NaMg 型水，矿化度 852.08mg/l。 （4）三叠系上统瓦窑堡组 M1 煤上覆正常基岩裂隙承压水（T3w5） 除矿区东南部该地层剥蚀外，仅在矿区东部沟谷有零星出露，其余地段 7 均被掩盖，厚度 9.9938.75m，平均 20.09m，含水层岩性以细中粒砂岩为 主，厚 4.2021.88m，富水性弱。据 5 号煤水仓水样资料，水化学类型为 HCO3SO4NaMg 型水，矿化度为 933.21mg/l（含有第四系潜水） 。 （5）三叠系上统瓦窑堡组 M1M3-2 段基岩裂隙承压水 自 3 号煤层底至 5 号煤层底，厚 83.8146.00m，平均 45.04m；含水层 岩性以中粒细粒砂岩为主，厚 13.8123.34m，平均厚度 18.58m，富水性 弱。据临区水文钻孔抽水试验资料，水位下降 8.21m 时，涌水量 0.008L/s， 单位涌水量为 0.00098L/sm，渗透系数 0.0047m/d。水化学类型为 Cl-Na 型 水，矿化度为 5830mg/L。 （6）隔水层 新近系静乐组（N2j）出露于区内的沟谷中，上覆于基岩之上，为紫红色、 棕红色粘土，含钙质结核。厚 7.3027.45m，为第四系黄土孔隙潜水与基岩 风化裂隙带潜水的良好隔水层。 5 号煤层直接顶板及底板为一套由页岩、泥岩组成的隔水层，厚 13.1221.75m，为 3 号煤层顶板砂岩承压含水层较好的隔水顶板。 2、地下水补给及动态变化 矿区大气降水补给地下水，地下水补给地表水；基岩构造裂隙在风化作用下 扩大加深，为地下水提供赋存空间；浅层地下水补给条件好，水量较大，动态 变化也大；深层地下水补给条件差，水量小，动态变化不明显，地下水随埋深 增大矿化度逐渐升高，反映出地下水交替速度十分缓慢，几乎到滞流状态。 3、水文地质类型 井田含水层属弱富水性，补给条件差，隔水层稳定性好，水文地质条件相对 简单，故井田水文地质勘探类型为二类一型，即以裂隙充水含水层为主的水文 地质条件简单的矿床。 3、矿井涌水量 根据地质报告 ，用集水廊道法涌水量计算，矿井涌水量为 486.90m3/d（20.29m3/h） ；用水文地质比拟法计算，矿井正常涌水量为 8 346.25m3/d（14.43m3/h） ，矿井最大涌水量为 482.64m3/d（20.11m3/h） 。根据 矿井实际情况，本次设计矿井正常涌水量为 30.0m3/h，矿井最大涌水量为 40.0m3/h。 4.3 年度年度计计划采掘任划采掘任务务目目标标 根据煤矿 2015 年的总体目标和部署，结合本矿实际情况（煤矿即将进入系 统联合试运转和单项工程验收阶段），2015 年度全矿采掘计划总体安排为：由 于一盘区面积较小，仅布置有 2 个回采工作面，目前首采工作面已经完成巷道 掘进施工；所以计划第一水平二盘区接续一盘区，年度计划回采巷道掘进总进 尺 5320m，其中准备巷道 160 米，回采巷道 5160 米，全年产煤 26.58 万吨。 4.4 掘掘进进巷道布置及任巷道布置及任务务安排安排 依据计划 2015 年度采掘任务目标，掘进计划安排 2 个综掘工作面，具体 施工地点分配见下表： 表表 1 1 2015 年度双富煤矿掘进计划接续表 单位：米 一季度二季度三季度四季度 巷道名称 施 工 队 组 1 月 2 月 3 月 4 月5 月6 月 7 月8 月9 月10 月 11 月 1 2 月 合 计 5102 运 输顺槽及 联巷 600 米 600 米 1200 5102 切 眼 综 掘 队 150 米 150 5102 回 风顺槽及 综 掘 400 米 400 米 406 米 1206 9 联巷队 5 煤回风 巷 90 备注 2652 各巷道均为半煤岩巷，支护方式：锚网支护（顶板特别破碎地段外加锚索）。 5 煤回风巷采用锚喷支护。 4.54.5 回采工作面布置及任务安排回采工作面布置及任务安排 表表 2 2 51015101 首采工作面基本情况表首采工作面基本情况表 工作面 名称 走向长 度 m 切眼长 度 m 煤层 厚度 m 煤容重 t/m3 可采走 向长度 m 可采储 量 （万吨） 可采期 （月） 备注 5101 回 采 工作面 12101501.31.371180 31.523 7 9.1 预计 2016 年 3 月 份回采 结束 主要采掘、运输设备 采煤 机 支架工作面运输转载顺槽运输 MG2100/460 -BWD ZY3200/08/18 掩护 式支架 SGZ630-264 刮板 运输机 SZZ7630-110 转 载机 DSJ80/40- 90 1 表表 3 3 51025102 接续工作面基本情况表接续工作面基本情况表 工作面名称走向长度 m切眼长度 m煤层厚度 m 煤容重 t/m3 可采走向长 度 m 可采储量 （万吨） 可采期 （月） 备注 5102 回采 工作面 1210801.31.37118016.817 主要采掘、运输设备 采煤机支架工作面运输转载顺槽运输 MG2100/460-BWD ZY3200/08/18 掩护式 支架 SGZ630-264 刮板运输 机 SZZ7630-110 转载机 DSJ80/40-90 工作面采用走向长壁后退式采煤法，采煤机落煤、刮板运输机运煤、顶板采用液压支架支护，全跨落法管理顶板。 2 表 4 掘进巷道主要技术经济指标 掘进断面 序 号 工程名称 施 工 队 组 巷道 性质 掘 进 方 式 支护 形式形状巷宽 巷 高 总工 程量 m 月计划进 尺 m 施工起止日期备注 1 5102 运输顺槽及 联巷 综 掘 队 半煤 岩 综 掘 锚、网、 锚索 矩形3.82.412102015.7-8 25102 切眼 综 掘 队 半煤 岩 锚、网、 锚索矩形4.22.2802015.8 综掘搬家 10 天 3 5102 回风顺槽及 联巷 综 掘 队 半煤 岩 锚、网、 锚索矩形3.42.212102015.6-9 综掘搬家 10 天 45 号煤回风大巷 综 半煤锚、网、矩形3.02.26.6 见掘进计 划接续图 表 2015.10综掘搬家 3 3 掘 队 岩锚索天 1 表 5 5101 回采工作面主要技术经济指标 项 目单位数 量项 目单 位数 量 走向长度m1180放顶步距m0.6 倾斜m150放 顶 人工拉 架 煤层厚度m1.3 管 理 老空处理 自然垮 落 采高m1.3机油 kg/万 吨 250 回采面积m2m乳化油 kg/万 吨 300 煤层倾角度1截齿 个/万 吨 30 工作面储量t.5坑木 m3/万 吨 3 可采储量t火药 kg/万 吨 15 回采率%97雷管 个/万 吨 50 容重t/m31.37杂木棍 根/万 吨 0 日进m4.8柱鞋 块/万 吨 0 月进m120金属网 m2/万 吨 80 工 作 面 指 标 回采工效t/ 工14 材 料 消 耗 挡帘 个/万 吨 0 2 支架类型 ZY3200- 08/18 作业方式 二采一 准 支架数量 架、 根 96循环进度m0.6 顶梁数量根50循环产量t155.48 顶板管理方 法 自然垮落日循环数个8 最大控顶m4.73日产量t1243 顶 板 最小控顶m4.13 循 环 指 标 正规循环 率 %95 3 4.64.6、2012015 5 年度矿井采掘接续作业计划年度矿井采掘接续作业计划 2015 年矿井计划原煤产量 26.58 万吨（其中掘进煤 3.46 万吨,回采煤 23.12 万吨） ，掘进进尺 5320 米；采煤工作 面 1 个，掘进工作面 2 个，掘进工作面每月按 28 个工作日计算，采煤工作面每月按 28 个工作日计算。 1、采煤工作面安排情况 2015 年计划开采 5 号煤；计划为 1 个采煤工作队，开采 5101 采煤工作面。计划煤炭产量 23.12 万吨。 2、掘进工作面安排情况 计划全年完成掘进进尺 5320 米，其中：5102 接续工作面顺槽长度 1210 米,5103 接续工作面切眼长度 80 米。 5201 备用工作面顺槽长度 1980 米,切眼长度 150 米。 3、采掘接续时间（详见表 4） 5101 采煤工作面预计 2015 年 6 月 11 正式动采，日产原煤 1243 吨，可开采 186 个工作日约 9 个月，预计 2016 年 2 月采完。 5102 回采工作面于 2015 年 9 月中旬形成，作为接续工作面。 4 m 1 5.安全技安全技术术要求要求 5.1 危害安全生危害安全生产产因素分析因素分析 依据矿井的开采现状，结合矿井多年的生产统计资料，以及 2013 年度采掘 计划安排，预测矿井今后存在以下危害因素： （1）冒顶和片帮危害；（2）通风系统故障危害；（3）中毒和窒息危害；（4）粉尘危害； （5）触电危害；（6）运输伤害；（7）水害；（8）瓦斯危害；（9）火灾；（10）炸药爆炸和爆破伤害； （11）其它危害。 5.2 安全防治措施安全防治措施 一、冒顶和片帮事故防范措施 （一）管理对策措施 1、领导必须高度重视 在生产管理中，矿长和副矿长时刻树立安全第一的思想，切实把安全放在首 位，把安全真正落实到现场生产实际工作中。 2、矿井必须明确由生产副矿长主抓工程质量 首先是制定好先进合理的、全面的、可行的各类工程质量标准；其次是制定 严格的工程质量验收制度，确定责任心强的验收人员，验收时严格奖惩；选择高 素质的施工队伍；在开工前将有关制度、标准融入到作业规程中，并组织职工学 习，考试合格后方可上岗；加强施工中的监督检查，对不合格工程及时返工；由工 程技术人员根据实际情况及时调整支护参数和质量标准。 3、矿井必须明确重大禁止事项 禁止无设计（作业规程）施工。禁止擅自更改设计。禁止自作主张采 用裸体支护。禁止空帮空顶，禁止空顶作业。 4、矿井必须对顶板事故防范工作实行分片负责 2 5、加强对危险因素的认识 开工前必须敲帮问顶。技术人员必须准确掌握顶板活动规律，弄清初 期来压时间，测定周期来压步距。技术人员对测定结果必须反复检查，避免错误。 切实做好安全检查工作。技术人员必须认真编制安全检查表；选择持证安检员 实施检查工作。 （二）技术对策措施 一般来说，冒顶里有一定的且明显的预兆，诸如撒沙，断裂声，断梁折柱、水 增大等。 1、局部冒顶的预兆 工作面遇有小地质构造，由于构造破坏了岩层的完整性，容易发生局部冒 顶。顶板裂隙张开、裂隙增多，敲帮问顶时，声音不正常。顶板裂隙内卡有 活矸，存在掉碴、掉矸现象，掉大块前往往先落小块矸石。煤层与顶板接触面 上，极薄的矸石片不断脱落。这说明劈理（即顶板节理、裂隙和摩擦滑动面）张开， 有冒顶的可能。淋头水分离顶板劈理，常由于支护不及时面冒顶。 2、大型冒顶的预兆 （1）顶板的预兆 顶板的连续发生断裂声。这是由于直接顶与老顶发生离层，或顶板切断而 发生的声响。有时采空区顶板发生像闷雷一样的声音，这是老顶板和上方岩层产 生离层或断裂的声音。掉碴。顶板岩层破碎下落，一般由少变多，由稀变密，这 是发生冒顶的危险信号。顶板裂缝增加或裂隙张开。可在裂缝中插上木楔子， 看它是否松动或掉下来，观察裂缝是否扩大，以便做出预报。脱层。顶板快要 冒落的时候，往往出现脱层现象。检查是否脱层可用“问顶”的方法，如果声音清 脆，表明顶板完好；如果顶板发生“空空”的响声，说明上下岩层之间已经脱离。 3 （2）煤壁的预兆 由于冒顶前压力增加，煤壁受压后，煤质变软，片帮增多，使用电钻打眼时， 钻眼省力。 （3）支架的预兆 使用木支架时，支架大量折断、压劈并发生声音。 （4）工作面其他预兆 冒顶前瓦斯涌出量突然增大，淋水量增加。 3、采煤工作面冒顶预防 （1）老顶来压时的压垮型冒顶预防 压垮型冒顶是指因工作面支护强度不足和顶板来压引起支架大量压坏而造 成的冒顶事故。预防方法如下：采煤工作面支架的初撑力应能平衡垮落带直接 顶及老岩层的重量。采煤工作面的初撑力应能保证直接顶与老顶之间不离层。 采煤工作面支架的可缩量应能满足裂隙带老顶下沉的要求。 （2）采煤工作面局部冒顶事故预防 局部冒顶多发生在工作面上下端头、煤壁区、放顶区等地点，许多垮面事故 是由局部冒顶发展而成的，一般预防措施如下：贴帮支护，支护方式需和顶板 岩性相适应，不同岩性的顶板要采用不同的支护方式。采煤后要及时支护。一 般要采用打临时支柱的办法及时支护，防止局部冒顶。工作面上下出口要有特 种支架。一般要在上下出口范围内加设抬棚或木垛等，加强支护。防止放炮崩 倒棚子，一是合理布置炮眼，装药量要适当。二是支护质量合格，要牢固有劲，不 能打在浮煤浮矸上，三是留出炮道。如果放炮崩倒柱子，必须及时架设，不充许空 顶。坚持执行必要的制度。例如，敲帮问顶制度、验收支架制度、岗位责任制、 4 顶板分析制度和交接班制度等。应严格遵守作业规程和操作规程，严禁违章作业。 （3）预防镶嵌形顶板局部冒顶的措施 从地质方面要尽量可能查明是否有镶嵌形（俗称锅顶）顶板结构，以便在 制定作业规程和操作规程，以及选择支架型式时，制定出针对性的措施和作出有 针对性的设计。选择支架型式时，必须选定能及时支护，超前支护的支架型式。 明确规定支护操作人员必须首先安置探板、挂梁，不得在无支护区工作，其它 人员，如攉煤工等均不得在无支护区工作。 （4）预防脆性支架突然折断造成局部冒顶的措施 木顶梁（大板梁）必须平行木纹理加工。带有疤痕的木板梁绝对禁止使 用。 （5）预防局部空顶（空洞）冒落冲击造成局部冒顶的措施。 从支护方法上采取措施防止漏顶空顶。对顶板局部破碎处，采取超前支护 的方法，将顶板扦严背实，防止漏顶。对漏顶采取封堵措施。对漏顶，不能任意 扩大，形成大面积、大高度的空洞。可用撞楔法和用泡沫封堵材料进行封堵。 对已形成的空洞应采取预防冒落冲击的措施。在单体支柱的工作面，空洞下的特 殊支架必须是木垛。 （6）预防采煤工作面过断层时冒顶的措施。 过断层前，应先摸清工作面与断层走向的交角，交角越小，工作面越危险， 冒顶的可能性越大。断层落差小的可直接采过去，落差较大的要采用挑顶卧底， 工作面要加强支护。在断层破碎地点，要垂直断层面打带帽顶柱，柱根要支在 硬底上，在断层两侧都要打木垛。挑顶过断层时要丢底煤，支柱要穿木鞋，防 5 止下沉卧底，过断层时要丢底煤，为防止顶煤落下造成空顶，留顶煤处要刹严刹 紧。 （7）预防冲击推垮型冒顶事故 特点：A、冒顶前矿压显现不明显，引不起人们的警惕，B、冒顶后支柱只倒不 折，C、冒顶上老顶多已断裂，或没有断裂但呈悬臂状。D、冒顶在任何工序都可 能发生。 防治措施：A、弄清地质情况，采取针对性措施，不能普遍化。B、提高人生存 空间支架的支撑力。C、坚决杜绝空帮空顶。尽量采完全部煤层，或者使软岩层脱 落后能充满采空压，增加阻力。D、注意观察，及时撤退。E、提高支架的整体性能。 4、掘进工作面和巷道交岔口冒顶的防治 （1）掘进头冒顶事故的防治措施 坚持敲帮问顶。上班在打眼放炮前后均应敲帮问顶。检查工作地点支 护架设质量。发现不合格支护，应先处理后施工。严格控制巷道掘进迎头的空 顶面积。当迎头掘进中空顶面积超出规定的要求，或顶帮比较破碎时应及时设支 架棚子支护裸露的顶板。背顶封帮要严实，切忌虚设。加强对巷道迎头附近围 岩稳定状况的观察。如果顶板松软，或巷道接近断层时，应采用前探梁支护顶板， 并缩小棚距。掘进工作面放炮崩倒的棚子应由外向里逐架扶正背牢。 （2）掘进巷道冒顶事故防治措施 巷道应布置在稳定的岩体中，并尽量避免采动的影响。巷道支架应有足 够的支护强度以抗衡围岩的压力。巷道支架所能承受的变形量，应与巷道使用期 间围岩可能的变形量相适应。尽可能做到支架与围岩共同承载。特别注意顶与帮 的背严背实问题，杜绝支架与围岩间的空顶与空帮现象。凡因支护失效而空顶的 6 地点，重新支护时应先护顶，再施工。巷道替换支架时，必须先支新支架，再拆老 支架。在易发生推垮型冒顶的巷道中要提高巷道支架的稳定性，可以在巷道的支 架之间用拉撑件连接固定，增加架棚的稳定性，以防推倒。 （3）巷道交岔口冒顶事故防治措施 开岔口应避开原来巷道冒顶的范围；要避开应力叠加区；要尽量避开采空 区；要尽量避开地质构造区；一个位置 不要开多个岔口。开口前一定要架设抬 棚，必须在开口抬棚支设稳定后再拆除原巷道棚腿，不得过早拆除，切忌先拆棚 后支架棚。注意选用抬棚材料的质量与规格，保证抬棚有足够的强度。当开 口处围岩尖角被压坏时，就及时采取加强抬棚稳定性的措施。 （4）掘进巷道过断层等构造变化带时的安全措施 加强巷道掘进地段的地质调查工作，特殊地段，应当有相应的针对性措施， 否则不能开工。巷道在破碎带中掘进，应做到一次成巷，尽可能缩短围岩暴露 时间。施工中严格执行操作规程、交接班和安全检查制度。掘进工作面临近 断层或穿断层带时，巷道支护应尽量采用砌碹或 U 型钢可缩性支架支护，棚距要 缩小。减少爆破药量，除低放炮对断层附近破碎顶板的震动。减少空顶距离， 及时支设临时支架，永久支架要跟上，滞后距离不得大于 24m。巷道支架背 板要严实，一方面提高支架对围岩的支护能力，另一方面要防止掘进中漏顶或漏 帮。当断层带处顶板特别松软、破碎时，要采用超前探梁支护的办法管理端面 不稳定顶板，即用长 5m 左右的钎杆沿支架顶梁的周边把断层破碎带处顶板裂隙 圈起来。在掘进迎头挖柱窝时，要先架好探板式撞楔，然后人在撞楔下工作。 在顶板岩性突变地段，要及时打点柱支护突变带顶板。对伞檐状危害岩要及明 敲掉，敲不下时，要在伞檐下打上撑柱，并在其下加密柱棚，可加打抬板棚。巷 道临近断层等构造带时，放炮前还必须检查掘进头瓦斯等有害气体的积存情况， 7 工作面附近 20m 内瓦斯等有害气体浓度不得超过 1%。如果断层与某含水层有水 力联系，事先做好断层水的疏排工作。 （5）掘进巷道在开帮或贯通时的安全措施 选好开帮和贯通的地点，要选在顶板和地质条件比较好、远离交岔点与停采 线、煤柱等各种受集中承力影响的地方。要在贯通前进行超前探测，在两巷贯通 前 15m 打好超前钻，探钻眼深不得小于 3m，并保持 1.5m 以上的超前探眼，以观察 异常。贯通掘进时放小炮，贯通后再刷大，防止冒顶。开帮贯通的巷道之间夹角 要控制 4590之间。开帮贯通点附近的支架要加固好，要将受施工影响的棚子 进行加强，其方法有挑棚、打点柱、设木垛等。开帮贯通巷道的交接处要及时扶 上抬棚，抬棚承载能力应视围岩性质而定，一般选择正常支护材料承载能力的 23 倍。要处理好被透点的积水及瓦斯等有害气体。 5、巷道维修冒顶事故的防治 （1）维修井巷支护时，必须有安全措施。严防顶板冒落伤人、堵人和支架歪倒。 （2）扩大和维修井巷连续撤换支换时，必须保证有在发生冒顶堵塞井巷人员 能撤退的出口。在独头巷道维修支架时，必须由外向里 逐架进行，并严禁人员进入维修地点以里。 （3）撤掉支架前，应先加固工作地点的支架。架设和拆除支架时，在一架未完 工之前，不得中止工作。撤换支架的工作应连续进行；不连续施工时，每次工作结 束前，必须接顶封帮，确保工作地点安全。 （4）维修倾斜井巷时，应停止行车；严禁上、下段同时作业。 二、瓦斯爆炸事故防治措施 预防瓦斯爆炸的技术措施主要包括以下方面： 8 （1）建立完善的机械通风系统，健全通风管理制度，严格执行主扇 24 小时运 转制度。 （2）安装符合标准的煤矿安全监控系统，健全运行管理制度；建立素质高、数 量足的瓦斯检查员队伍。 （3）防止瓦斯突然异常涌出。坚持控制爆破。 （4）防止瓦斯积聚。采用正规采煤法，尽量避免出现盲巷，临时停工地点不准 停风，并加强通风系统管理，严格执行瓦斯检查制度，及时安全地处理积聚瓦斯。 （5）防止采空区瓦斯突然逸出。及时封闭和严格管理采空区。 （6）防止瓦斯引燃。严格管理和控制生产中可能发生的火、热源。严禁携带烟 草和点火物品下井；矿灯应完好，否则不得发放，矿灯严禁被拆开、敲打、撞击；加 强电气设备管理和维护，采用防爆型的电气设备，井下供电做到 “三无”，坚持 使用煤电钻综合保护。 （7）防止瓦斯爆炸范围扩大。通风系统力求简单，采用并联通风，禁止大串联 通风。 具体说来，有以下方面： 矿长必须高度重视，树立安全第一的思想，确实把安全工作放在首位。 由安全副矿长主抓瓦斯事故的防治工作。建立完善的机械通风系统，并保证通风 系统涵盖井下所有区域；正常运行煤矿安全监控系统，并建立一支高素质的通风 瓦检队伍，配齐各种瓦检仪器仪表，按照煤矿安全规程授予充分的停产停工权， 确保瓦斯超限时能快速撤人；第三是按规定装备甲烷断电仪和风电闭锁装置，装 备通信系统，以使瓦斯信息能及时反映给工人，反映给调度室；第四是制定严格 的通风管理制度；第五是坚持“主扇不开，人员不入井；局扇不开，人员不上头”， 严格按照煤矿安全规程管理主扇和局扇，坚决禁止无风和微风作业；第六是坚 9 持负压采煤，坚持掘进工作面使用局扇供风；第七是凡是井下放炮，无论是全煤、 半煤岩，或者是全岩工作面，始终坚持“一炮三检三对口”；第八是制定瓦检、测风、 排瓦斯、开停主扇和局扇的操作规程，防止误操作；第九是坚持每月开展 13 次 瓦斯防治专题排查，及时排除隐患，及时总结瓦斯治理方面的经验教训，不断提 高管理水平；第十是及时消除火源；第十一是管理好通风设施，管理好盲巷和临时 停工巷，对采空区及时封闭；第十二是将瓦斯管理的重点和难点广泛告知于职工， 使全体职工参与瓦斯管理。安装地面、井口防雷电设施。防止外来火源的产 生殃及井下事故发生。完善通风设施及机电设备的保护措施。做到重点防 范，主次兼顾，消灭一切事故隐患。妥善处理掘进巷道局部瓦斯积聚。 三、煤尘爆炸事故防治措施 包含三个方面：（1）减、降措施 （煤层注水）；（2）防止煤尘引燃的措施（杜绝火 源）；（3）隔绝煤尘爆炸的措施（防止扩大）； 具体有：建立矿井防尘供水系统；降尘，如水炮泥爆破降尘，喷雾洒水 降尘，放炮喷雾；除尘器除尘；清扫、冲洗巷道积尘；通风除尘，对采掘工 作面要控制风速，一般来说，不能低于 0.5m/s, 不能大于 2.5m/s；个体防尘； 撒布岩粉，设置岩粉棚和水槽，安设隔爆水幕。 四、水害事故防治措施 （1）制定防水预案，告知突水和透水预兆，由矿长组织学习考核，提高全体职 工的防水警惕性，并组织实施。 （2）引进水文地质专业技术人员，成立防水机构，调查水情水害并全面上图， 加强水害分析和预测预报，建立水害隐患档案，在此基础上制定探水实施细则。 （3）开工前要先完成地面防水设施建设后，再施工井下部分。根据情况建立 观测点，砌筑截水沟，修筑拦水墙，排除采区上方地表水威胁；同时制定雨季停掘、 10 雨天禁止下井制度。雨后必须消除危险后放方可复工。防洪墙高度必须超过井口 高程 1 米。洪水季节，对主要硐口制定确实可行的堵水方案，并备好防洪材料。 （4）购置探水设备和相关采空区气体监测设备。在掘进过程中，尤其是在接 近采空区、断层、冲刷带等突水危险地带时，坚持有疑必探，先探后掘，不探不掘。 采煤过程中，必须用矸石回填采空区，防止顶板大面积突然垮落；开采时不得突破规 程规定的隔水煤柱线开采，发现透水预兆及时汇报和撤离。 （5）煤层露头线边、断层边、钻孔边、老空区周边和矿井边界留设隔水煤柱， 对采空区及老空积水地段采取探防水措施，采掘过程中，加强测量并上图，对采 空区及时封闭。 五、火灾事故防治措施 按照煤矿相关规定，正确选型采购、安装、使用矿用机电设备设施和电线电 缆；坚持使用接地、过流、漏电保护装置；井下要建立防灭火系统，机电设备硐室 应有防灭火设施；建立完善的防灭火制度。 六、炸药爆炸和爆破事故防治措施 1、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，并严格按作业规程及爆破说明书 要求进行爆破作业，爆破作业必须执行“一炮三检”制度。 2、爆破作业必须严格执行“三遍哨子制”、“三保险”和“三人连锁”制度。 3、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严 禁乱扔乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械和电器设备、不 潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。 4、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实，严禁 用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。 11 5、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求： （1）炮眼深度小于 0.6m 时，可以装药爆破，但必须遵守如下要求：每孔装 药量不得超过 150g；炮眼必须封满炮泥；爆破前必须在爆破地点附近洒水降 尘并检查瓦斯，瓦斯浓度超过 1%时不准爆破；检查并加固爆破地点附近支架； 爆破时必须站好岗，并有班组长在现场指挥。 （2）炮眼深度为 0.61m 时，封泥长度不得小于炮眼深度的 1/2。 （3）炮眼深度超过 1m 时，封泥长度不得小于 0.5m。 6、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破： （1）掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支架有损坏；（2）爆 破地点附近 20m 以内风流中瓦斯浓度达到 1.0%；（3）在爆破地点 20m 以内，矿车、 未清除的煤矸火气台物体堵塞巷道断面 1/3 以上；（4）炮眼内发现异状、温度骤高 骤低，有显著瓦斯涌出、煤岩松散现象；（5）掘进工作面风量不足。 7、爆破母线和连接线应符合下列要求： （1）爆破母线必须保证良好的绝缘，严禁爆破母线有破皮和接头。 （2）爆破母线和电雷管脚线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂， 不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。 （3）巷道掘进时，爆破母线应随用随挂，不使用固定爆破母线。 （4）爆破母线与电缆、信号线应分别悬挂在巷道两侧。如必须挂在同一侧，母 线必须悬挂在电缆的下方，并保持 0.3m 以上的距离。 （5）只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地 等当作回路。 （6）爆破前，爆破母线必须扭结成短路。 8、每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火 12 放电检测电爆网是否导通。发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的 各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。 9、发爆器的把手、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通 电时，不得将钥匙插入发爆器。爆破后，必须立即将钥匙拔出，摘掉母线并扭结成 短路。 10、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。 但爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。爆破前，班组 长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须 先发爆破警号，至少再等 5s 起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当 班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交代清 楚。 11、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下钥匙，并将爆破母线从电源上摘下， 扭结成短路，再等至少 15min，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。 12、处理拒爆、残爆时必须遵守煤矿安全规程的相关规定，必须在班组长 指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在 现场向下一班爆破工交代清楚。 13、严格执行火药领退制度，领退要有记录、签字。 七、中毒和窒息事故防治措施 （1）独头掘进采用对旋式局部通风机。 （2）对掘进工作面的回风流风速进行验 算，确保其0.25m/s。（3）设立通风机构，加强通风监测，确保矿井风量，风速符 合，风路通畅，采掘工作面和硐室进风充足；当发现风量不符合时，应及时调整。 掘进工作面上班时，应首先检查局扇是否打循环风，供风是否充足，确认供风安 全后，方可上头。（4）矿井成立维修专班，加强巷道的检查和维修工作，确保主要 13 通风巷道的通风功能不降低。（5）矿井进一步制定措施，实行停风报警制度，主风 机房固定专人值班，局扇实行专人管理，确保主风机和局扇 24 小时运行。（6）杜 绝出现盲巷，对临时停工巷严格管理。（7）临近老空区时，必须钻探前进，远距离 放炮，回风流撤人。 八、运输事故防范措施 （一）平巷人力推车事故防范措施 1、凡人力推车，矿车必须设机械制动装置，或带双刹杠； 2、两人同向推车的间距，坡度小于或等到于 5时，不得小于 10m；坡度大 于 5时，不得小于 30m；推车人必须时刻注意前方； 3、派专人清理巷道中的突出锐利部分和管线影响，确保两边和顶部有足够 安全间距，必要时另开人行通道，或设躲避硐，巷道中加挂“禁止停留”和“注意避 让矿车”标志牌；严禁在矿车两侧推车，严禁在矿车启动后把头部伸入厢体； 4、禁止“五超”；禁止使用故障矿车； 5、巷道坡度必须纳入工程质量管理，坡度一致、道中无杂物、轨距标准、轨 道接头平整、枕木质量和数量及轨道构件符合要求，弯道和岔道要经多次检验不 掉道；对巷道的运输平稳性指定人员定期检查，及时排除隐患； 6、一人一次只准推一辆矿车，人力推车过弯道、岔道、巷道口、风门、硐室出 口时必须大声发出警号和明确的光信号，教育工人增强自保意识，不要在这些地 点停留； 7、矿要有处理矿车掉道、巷道断面过小等故障的规定操作方法，防止诱发冒 顶、机电、机械伤害； 8、坡度大于 7的巷道禁止人力推车；能自动滑行的坡道上禁止停车；翻煤 （矸）时，必须两人操作，禁止单人操作，地面翻煤场要设护栏和稳车装置，翻稀煤 14 （矸）时，必须三人操作。 （二）斜井提升事故事故防范措施 1、按绞车配置预处理基础，确保基础牢固； 2、由专职绞车工持证上岗，严格按照操作规程操作； 3、按煤矿安全规程选用、管理钢丝绳和绞车；执行钢丝绳检测制度，检测 有记录，及时更换安全性能不足的钢丝绳； 4、采取措施，制止“五超”和掉道后强拉现象； 5、有收巷制度，岔道、轨道运行良好，路面无障碍； 6、斜井完善“一坡三挡”设施：上部装设阻车器；变坡后大于一串车长度的巷 道处装设防跑车器；斜井下部变坡点附近装设挡车闸。 7、执行“行车不行人，行人不行车”制度； 8、车场设有躲避硐，全线路有声光信号，车场无积水积碴现象，起坡运行平 稳，无掉道现象； 9、插销自锁，加装保险绳，无跳销、断销现象； 10、取挂钩有操作规程，在规定地点取挂钩；坚持先挂钩，后推车，到规定位 置时开放挡闸。 （三）机车运输事故防范措施 1、认真执行煤矿安全规程有关规定，主要是：沿煤层或穿过煤层的巷道 必须砌碹或锚喷支护。机车司机必须按信号指令行车，在开车前必须发出开车 信号。机车运行中，严禁将头或身体探出车外。司机离开座位时，必须切断动力， 扳紧车闸。必须定期检修机车和矿车，并经常检查，发现隐患，及时处理。机车 的闸、灯、警铃、连接装置和撒砂装置，任何一项不正常或防爆部分失去防爆性能 时，都不得使用该机车。禁止带病作业。采用机车运输时，应遵守下列规定：机 15 车都必须前有照明，后有警灯。正常运行时，机车必须在列车前端。巷道内应装设 路标和警标。机车行近巷道口、硐室口、弯道、道岔、坡度较大或噪声大等地段， 以及前面有车辆或视线有障碍时，都必须减低速度，并发出警号。必须有用矿灯 发送紧急停车信号的规定。列车的制动距离每年至少测定 1 次。铺设标准轨。 2、司机扳道岔，必须停车进行。 3、对跟车人数、跟车人坐的位置作出明确而严格的规定，禁止蹬、扒、跳车。 5.3 安全安全专项费专项费用用 根据矿井的开采和建设现状，为了保障安全生产，2015 年度安全专项费用计 划投入 15.0 万元，具体项目见下表。 安全专项费用计划表 序号项 目要 求预计费用备 注 1安全教育培训 复工、全员培训、特殊工 种培训、新工人培训等 5.0 万元 含培训、资 料、生活费 2监控系统维护 保证日常正常运转，按管