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 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2013164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，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。证照名称证照编号发证日期有效期发证机关采矿许可证C51000020101211301021812010.12202111四川省国土资源厅安全生产许可证（川）MK安许证字20115105251378B2014.92017.9四川煤矿安全监察局营业执照5105000000286652015.122017.9泸州市古蔺县工商行政管理局矿长考核合格证煤141510001119912014.102017.10四川省安全生产监督管理局四、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（P2I）煤系，其上为二迭系上统长兴组（P2C）、三迭系下统飞仙关组（T1f）,其下为二迭系下统茅口组（P1m）。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620770m，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，属二叠系上统龙潭组（P2），为海陆交互相沉积的含煤岩系，现由上到下依次介绍如下：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1.371.94m，平均1.63m，煤层结构较简单，一般含矸01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。、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750.4mm1033.9mm，裂隙水补给水源充足。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、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Y3（C19）煤层（333）276.4万吨，Y1（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。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32瓦检员113放炮员34电钳工55监测监控员46抽采防突工47防治水工38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2016.62016.62姚华全瓦检员2016.72016.73梅贵均瓦检工2016.72016.74杨明远爆破安全员2016.62016.65杨明勇爆破安全员2016.62016.66陈 哲探水工2016.72016.77雷 旭监控工2016.62016.6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11256采煤工作面220701203.41.157月11252采煤工作面35060579.411.2512月22252采煤工作面210110804.50.97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）100806月份580灰岩回风平巷160805-6月份11191回风掘进（煤巷）460605-11月份11191运输巷（煤巷）460 605-11月份22252开切眼（煤巷）110605-6月份11256备采面顺槽22012089月份22251运输巷（半煤巷）2408010-12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）开拓量10002201.41.422采区C2543.12111.8510002201.71.322采区C1948.62910370120+20080+340901.71.3回采区C1920.11回采煤量40801.61.4 11256工作面0.44812.7684001201.41.411252工作面9.41200801.31.411256备采2.91准备煤量7001101.41.422251工作面C25煤层15.145.893001101.41.422251工作面C19煤层6.477001101.71.322191工作面C25煤层17.023001101.71.322191工作面C19煤层7.3泄压保护量6004201.71.311采区C1955.692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)=307m3/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：77m3/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=180m3/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=79m3/minQ高=604m/s5.29=1269m3/min79m3/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Q=4NK=471.4=39m3/min（2)按炸药消耗量计算Q掘=25A=258.4=210m3/min（3）按风速计算Q底=600.15m/s7.28=66m3/minQ高=604m/s7.28=1747m3/min66m3/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。（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。（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。（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。（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，切断电源进行处理。5、因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以时方可通电开动。第八章 水患专项治理方案第一节 矿井充水因素分析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，矿井涌水量明显增加。矿井采用平硐开拓，矿井水自流出井。第二节 水患治理方案一、井下防治水1、坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的原则，成立专职探放水领导机构。2、加强对全体矿工的安全知识培训，熟练掌握透水征兆，熟悉各种避灾路线。加强对煤层底板水的探测，做到“探、防、堵、疏、排”的原