煤矿安全设施设计验收申报材料汇编.doc

？煤矿安全设施和安全条件竣工验收申报材料汇编？县？煤矿二一四年？月？日目 录第一部分 申 请 类一、申请验收报告二、煤矿建设工程安全设施竣工验收申请表第二部分 证 件 类一、初步设计审批文件（复印件）二、煤矿建设项目核准批复文件（复印件）三、安全专篇和开采设计的审批文件（复印件）四、煤矿联合试运转方案的批复（复印件）五、质量标准化评定等级文件（复印件）六、营业执照（复印件） 七、采矿许可证（复印件）八、矿长及特种作业人员证件（复印件）第三部分 工 程 类1、 工程质量论证书（复印件）二、施工期间发生的安全事故说明第四部分 安全管理资料一、煤矿安全管理组织机构二、煤矿主要安全设施（设备）使用合格证（复印件）三、？煤矿矿山辅助救护队编制文件四、救护协议书（复印件）五、团体意外保险收据（复印件）第五部分 联合试运转总结报告（见附件）第六部分 安全验收评价报告书（见附件）第七部分 瓦斯等级鉴定及安全生产灾害预防及救援预案一、瓦斯等级鉴定资料二、煤与瓦斯突出鉴定资料三、煤层自燃倾向性、爆炸性鉴定报告（复印件）四、煤矿安全生产灾害预防及应急救援预案第八部分 供电合同复印件第九部分 紧急避险系统验收合格证明材料第十部分 煤矿安全验收图纸（见附件）安全预验收报告书第一部分 申 请 类一、申请验收报告？县？煤矿文件文化煤安字201411号 关于安全设施和安全条件的竣工验收申请？县煤矿安全生产监督管理局：？煤矿为技改矿井，始建于1997年，企业性质为地方小煤矿，设计生产能力为3万吨/年，前期为无证煤矿，2003年更名为？县？煤矿，于2003年11月获贵州省国土资源厅颁发的勘查许可证（证号：5200000310397），2006年6月获贵州省国土资源厅颁发的9万吨/年采矿许可证：（证号：5200000610215），矿区面积：0.7389平方公里,有效期:2006年6月至2016年6月;2009年1月获得贵州省国土资源厅颁发的？县？煤矿采矿许可证(证号:5200000920074)，生产能力30万吨/年。矿区面积9.2984平方公里，有效期2009年1月至2019年1月。矿井资源储量1907.56万吨，服务年限为31.06年。矿井？煤矿开采方案设计（变更）于2009年9月，由贵州省能源局以黔能源发2009178号文进行了批复，安全专篇于2010年2月，由贵州煤矿安全监察局毕节监察分局以黔煤安监毕字2010038号文进行了批复。2012年8月取得贵州省国土资源厅颁发的采矿许可证，证号：（C5200002012081120126675），生产规模30万吨/年。2010年4月29日经黔西煤炭局以“黔煤字201030”号文件批复了？煤矿开工建设的批复。我矿于2012年10月中旬申报联合试运行，？县工业经济和能源局于2013年2月5日转发了毕节市工业和能源委员会关于对？煤矿试运转的批复（毕市工能复201313号）文，批准我矿于2013年2月5日进入联合试运转。我矿于2013年4月20日通过了？县煤矿安全质量标准化建设领导小组办公室的验收，被评定为？级安全质量标准化煤矿。我矿严格按照联合试运转方案组织实施，在试运转期间收集了各种参数，也发现了一些问题并进行了整改。目前，我矿的安全设施和安全条件满足30万吨/年设计生产能力安全生产要求，特请求贵局对我矿安全设施和安全条件的竣工进行验收。（此页无正文）？县？煤矿二0一四年二月二十日主题词： 安全设施 安全条件 申请 报 送 ：？县安全生产监督管理局 矿领导、各单位、科室、存档 ？县？煤矿办公室 2014年2月20日 共印（10份）？县？煤矿文件文化安字201412号 关于安全设施和安全条件的竣工验收申请贵州省煤矿安全监察局毕节监察分局：？煤矿为技改矿井，始建于1997年，企业性质为地方小煤矿，设计生产能力为3万吨/年，前期为无证煤矿，2003年更名为？县？煤矿，于2003年11月获贵州省国土资源厅颁发的勘查许可证（证号：5200000310397），2006年6月获贵州省国土资源厅颁发的9万吨/年采矿许可证：（证号：5200000610215），矿区面积：0.7389平方公里,有效期:2006年6月至2016年6月。2009年1月获得贵州省国土资源厅颁发的？县？煤矿采矿许可证(证号:5200000920074)，生产能力30万吨/年。矿区面积9.2984平方公里，有效期2009年1月至2019年1月。矿井资源储量1907.56万吨，服务年限为31.02年。矿井？煤矿开采方案设计（变更）于2009年9月，由贵州省能源局以黔能源发2009178号文进行了批复，安全专篇于2010年2月，由贵州煤矿安全监察局毕节监察分局以黔煤安监毕字2010038号文进行了批复。2012年8月取得贵州省国土资源厅颁发的采矿许可证证号：（C5200002012081120126675），生产规模30万吨/年。2010年4月29日经？煤炭局以“黔煤字201038”号文件批复了？煤矿开工建设的批复。我矿于2012年10月中旬申报联合试运行，？县工业经济和能源局于2013年2月5日转发了毕节市工业和能源委员会关于对？煤矿试运转的批复（毕市工能复201313号）文，批准我矿于2013年2月5日进入联合试运转。我矿于2013年4月20日通过了？县煤矿安全质量标准化建设领导小组办公室的验收，被评定为？安全质量标准化煤矿。我矿严格按照联合试运转方案组织实施，在试运转期间收集了各种参数，也发现了一些问题并进行了整改。目前，我矿的安全设施和安全条件能满足30万吨/年设计生产能力要求，特请求贵局对我矿安全设施和安全条件的竣工进行验收。（此页无正文？县？煤矿二0一四年二月二十日主题词： 安全设施 安全条件 申请 报 送 ：贵州省煤矿安全监察局毕节监察分局 矿领导、各单位、科室、存档 ？县？煤矿办公室 2014年2月20日 共印（10份）2、 煤矿建设工程安全设施设计审查申请表申请编号： 受理编号：申请时间： 受理时间：技改煤矿煤 矿 建 设 工 程安 全 设 施 设 计 申 请验 收 表企业名称贵州天伦矿业投资控股有限公司 矿井名称？煤矿 经 办 人 联系电话 邮政编码551500 填写日期2014年2月20日 矿井名称？县？煤矿矿井地址新仁乡文化村工程性质技改设计能力30万吨/年企业法人立项审批及审批时间2012年11月立项审批，审批2012年12月24日。设计单位/完成时间贵州大学勘察设计研究院2010年1月建设工期30个月总 概 算19298.44万元安全设施概算3836.75万元主要安全条件阐述：1、煤尘爆炸性：根据贵州省煤田地质局实验室提供的煤尘爆炸性鉴定报告，矿区内M5、M9、M10号煤层煤尘均无爆炸性。2、煤层自燃自燃倾向性：根据贵州省煤田地质局实验室提供的煤炭自燃倾向等级鉴定报告，？煤矿M5、 M9、M10煤层自燃倾向性均为类，即不易自燃煤层。化验报告号分别为：2013-M213、2013-M212、2012-M440；3、瓦斯、煤与瓦斯突出情况： 2007年度瓦斯等级鉴定结果为高瓦斯矿井；根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字2007512号）对毕节地区煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，2014年1月18日我矿委托煤炭科学研究总院安全检测中心对M5煤作出煤与瓦斯突出危险性鉴定，鉴定结论为：？县？煤矿M5煤层在鉴定范围+1116m以上，拐点坐标为：A（X=2976933，Y=35609733）；B（X=2976933，Y=35609535）；C（X=2976752，Y=35609533）；D（X=2976807，Y=35609255）；E（X=2976586，Y=35609211）；F（X=2976472，Y=35609695）；G（X=2976675，Y=35609706）；H（X=2976598，Y=35610070）；I（X=2976745，Y=35610187）；J（X=2976842，Y=35609732）没有瓦斯突出危险性（批复文号：黔矿安院突出论证字201404号）4、水文地质条件：本井田水文地质条件属中等类型。企业法人意见：负责人（签章）： 年 月 日企业主管部门意见： 单位负责人（签章）： 年 月 日 三、煤矿建设工程安全设施设计申请验收表矿井名称？县？煤矿矿井地址新仁乡文化村工程性质技 改设计能力30万吨/年项目法人设计单位贵州大学勘察设计研究院施工单位？县？煤矿监理单位无总投资（万元）19298.44万元安全设施概算3836.75万元设计修改说明：1、 原方案设计建设总工期30个月更改为：建设工期？月，剩余建设工期3个月。2、 原方案设计首采面位置为101回采工作面不可采，设计修改为首采面布置于井筒东翼12回采工作面。3、 原方案设计为北京坐标系，修改后为西安坐标系。4、 移交生产时井巷工程量改变; 原方案设计工业资源/储量：999.344万吨；设计资源/储量：864.74万吨；可采资源/储量：680.42万吨；修改后工业资源/储量：980.144万吨；设计资源/储量：845.54万吨；可采资源/储量：665.06万吨；5、 原方案设计首采面区域不可采，设计减去相应资源量服务年限由16.2年修改为15.8年。企业法人意见： 负责人（签章）： 年 月 日企业主管部门意见： 负责人（签章）： 年 月 日第二部分：证件类一、初步设计审批文件（复印件）省能源局设计方案批复扫描二、煤矿建设项目核准批复文件（复印件）三、安全设施设计（变更）的审批文件（复印件）毕节分局对安全专篇的批复文件（扫描）四、煤矿联合试运转方案的批复（复印件）毕节工能局对煤矿试运转的批复文件（扫描）县工能局转发地区工能局试运转批复文件（扫描）五、质量标准化评定文化县煤矿安全质量标准化评定等级通知（扫描）六、营业执照（复印件）七、采矿许可证（复印件）八、管理机构（复印件）1、安全员（13人）2、放炮员（7人）3、抽放工（5人）4、打钻工（9人）5、电钳工（15人）6、防突工（11人）7、绞车司机（6人）8、瓦斯检查员（13人）第三部分 工程类一、煤矿工程质量认证书（复印件附后）二、施工期间发生的安全事故说明？煤矿自2010年4月29日进行开工建设以来，严格按照批复的开采方案设计（变更）和安全专篇（变更）相关要求进行施工，矿井生产系统已经试生产，安全设施设备和地面设施全部按要求建设到位，并投入正常使用；在整个建设和试生产期间，从未发生过生产安全事故，实现了安全生产。？煤矿年 月 日第四部分 安全管理资料一、？煤矿安全管理组织机构二、煤矿主要安全设施（设备）使用合格证（复印件附后）主扇风机、变压器（多台）、主排水泵、主提升绞车（全扫描）三、？煤矿矿山辅助救护队编制文件？煤矿根据安全专篇和国家煤安监办字2004第42号关于印发煤矿企业安全生产管理制度的通知文件要求，成立了矿山辅助救护队。见？煤矿（关于印发？县？煤矿成立救护的通知文件）附：成立辅助矿山救护队的文件（复制）四、救护协议书（复印件）救护协议扫描五、团体意外伤害保险收据（复印件）社会保险收据（社保局）矿业职工团体意外伤害保险发票（保险公司）第五部分 联合试运转总结报告（见附件）第六部分 安全验收评价报告书（见附件）第七部分 瓦斯等级鉴定、安全生产灾害预防及救援预案一 、瓦斯等级鉴定资料二、煤与瓦斯突出鉴定资料三、煤尘自燃倾向性、爆炸性鉴定报告（复印件）四、煤矿安全生产灾害预防处理计划及应急救援预案（见附件）2014年？煤矿矿井灾害预防一、2014年的主要采掘工作安排（安全设施验收前） 1、施工2个半煤巷掘进工作面（11052运输巷、回风巷）及其切眼。 2、组织一个回采工作面，回采11051首采工作面。 二.2014年可能发生的灾害事故1、回采工作面 该煤层瓦斯涌出较小，顶、底板构造较为复杂、煤层厚薄变化较大，顶板易垮落等。如果管理不善，措施不落实。有可能发生瓦斯、冒顶等事故。 2、掘进工作面（1）掘进中，如果管理不善，措施不落实。可能发生瓦斯积聚、冒顶、片帮、坠落、跑车、透水等事故。（2）煤层回风巷、运输巷施工过程中，如果管理不善，措施不落实。可能发生瓦斯积聚、燃烧、爆炸、煤与瓦斯突出、片帮、冒顶等事故。 3、其它（）在打探水钻、抽放钻、排放钻孔过程中，如果管理不到位，措施不落实。可能发生煤与瓦斯突出、喷出，瓦斯爆炸等事故。（）斜井提升设备不按规定时间检查、维护，管理不力时。可能发生过卷、跑车等事故。（）井下各类电气设备不按防爆要求加强管理，不坚持定期维护检修。可能发生触电、起火、爆炸等事故。（）在第六、七、八、九月洪水期间，矿井涌水量受地表水影响，如果预防措施不落实，可能发生淹井事故。（5）井下运输环节多,环境复杂。如果制度不落实或落实不好,可能发生运输事故。三、防止事故的措施（一）、瓦斯喷出及其防治瓦斯的特殊涌出形式有两种：瓦斯喷出和煤与瓦斯突出。这两种形式都是瓦斯动力现象。它能摧毁井下巷道及设施，破坏通风系统，造成使人窒息和瓦斯爆炸事故，给煤矿安全生产带来严重威胁。1、瓦斯喷出的概念大量承压状态下的游离态瓦斯，沿着煤岩体内的洞缝，快速喷出的现象，称为瓦斯的喷出。瓦斯的喷出量有大有小，瓦斯喷出的时间有长有短，一但发生就可能造成瓦斯灾害事故。2、瓦斯喷出的类型、瓦斯沿着原始构造洞缝喷出。如断层带、地质破碎带、石灰岩溶裂缝区等，都是喷出瓦斯的通道；此类通道喷出瓦斯的特点是，瓦斯涌出量大，喷出时间长，无明显地压伴随，瓦斯喷出的洞缝呈开放型。、瓦斯沿着采掘洞缝喷出。采掘洞缝是由生产过程形成的采掘地压造成的，此类洞缝往往和地质构造相通，成为瓦斯喷出的通道。这类喷出瓦斯的特点是：喷出濒临发生时伴有明显的地压效应，喷出持续的时间较短；喷出的瓦斯量与卸压区面积、瓦斯压力和瓦斯含量大小等因素有关。3、瓦斯喷出预兆瓦斯喷出前常见的现象：地压增大，巷道底鼓、支架损坏、煤层变软、瓦斯涌出量忽大忽小，有时出现嘶嘶声。4、瓦斯喷出的防治、做好地质勘察工作。探明矿区内的地质构造和瓦斯地质情况。采掘工作尽可能避开这些高压瓦斯区。、封堵、引排、抽放综合治理。当瓦斯通道与工作面相通时，采取通风的方法不能解决，就采用封堵巷道隔离瓦斯源的措施或利用管路将瓦斯引排到回风流中，也可以打钻抽放瓦斯。（二）、煤与瓦斯突出及防治1、煤与瓦斯突出概念煤矿在生产作业过程中，在地应力和瓦斯压力的作用下，大量的煤、岩和瓦斯突然抛向采掘空间，且伴随这强烈的动力和声响的现象，称为煤与瓦斯突出。2、突出的危害井下发生突出时，煤流埋人，造成人员窒息死亡；突出时的动力现象，能摧毁巷道设施、通风设施、机械设备、破坏通风系统，造成灾害扩大；甚至能引起矿井火灾或瓦斯爆炸。它是矿井最严重的灾害之一。3、煤与瓦斯突出的一般规律、突出多发生在一定的深度。随着开采深度的增加，突出的强度增大，突出的次数增多、突出的层数增加、突出的危险性增大。、突出的次数和强度随着瓦斯压力的升高而升高。、煤的结构变化大、强度低、厚度大、透气性差、瓦斯扩散速率大、煤的湿度小容易发生突出。、有结构残余应力的地方，煤体强度变形能量大，容易突出。如：断层带、破碎带、火成岩侵入带、煤层厚度变化带、褶曲地点和煤层倾角变化地点等都是容易发生突出的地方。、有外力激发容易发生突出。如：放炮、打眼、冲孔等容易发生突出。、采掘应力集中时，容易发生突出。、突出的气体多为甲烷，少数为二氧化碳气体。、突出大多伴有预兆，石门突出多伴无声预兆。、突出危险性随着硬而厚的围岩存在而增高。 4、煤与瓦斯突出预兆绝大多数的煤与瓦斯突出，在突出前都伴有预兆，没有预兆的突出是极少数。突出预兆可分为有声预兆和无声预兆两种。、有声预兆。由于各矿区、各采掘工作面的地质条件、采掘方法、瓦斯大小及煤质特征等的不同，所以预兆声音的大小、间隔时间、煤体深处发出的响声种类也不同，有的象炒豆似的劈劈叭叭声。有的象鞭炮声，有的象机枪连射声，有的似跑车样的闷雷声、嘈杂声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。、无声预兆。煤层结构构造方面的表现：煤层层理紊乱，煤变软、变暗淡、无光泽，煤层干燥和煤层增大，煤层受挤压褶曲、变粉碎、厚度变大，倾角变陡.地压显现方面的表现：压力增大使支架变形，煤壁外鼓、片帮、掉碴，顶板出现冒顶、断裂，底板出现鼓起，炮眼变形装不进药，打钻夹钻、顶钻等。、其他方面的预兆：瓦斯涌出异常、忽大忽小，煤尘增大，空气气味异常、闷人，煤温或气温降低或升高。上述突出的预兆并非每次突出时都同时出现，而仅仅是出现一种或几种。5、预防煤与瓦斯突出的措施局部性防突措施：局部性防突措施主要包括水力冲孔，水力冲刷、金属骨架、震动爆破、超前钻孔，深孔松动爆破等。、水力冲孔。当石门揭煤打钻出现喷煤、喷瓦斯的自喷现象时，可采用水力冲孔措施进行揭煤。即以岩柱作屏障，在向煤层打钻的同时送入水压大于3mpa的压力水，以破坏煤体，导致喷孔的发生和发展，喷出的煤、水和瓦斯可通过管道输送到远离工作面的地方分离。、水力冲刷。利用高压水枪冲刷石门工作面前方煤体，形成超前孔洞，使煤体得到卸压和排放瓦斯，以消除突出的危险性。、金属骨架。是在石门距煤层2-3m时，在工作面上部和两侧周边打钻孔，钻孔穿透煤层全厚并进入岩层0.5m，单排孔间距一般不大于0.2m，双排孔间距一般不大于0.3m，然后在钻孔中插入长度大于深0.5m以上的钢管或钢轨，将其尾部固定架牢，形成一个整体防护架。它的作用是钻孔卸压排放瓦斯，保护煤体，增大突出阻力。、震动爆破。是一种诱导突出的措施，它是通过多打眼、多装药、一次性起爆，使承受地应力的含高瓦斯的煤体在强大的震动力作用下突然爆发，给突出创造有利条件。、超前钻孔。使用于煤层透气性较好，钻孔的有效影响半径大于0.7m、煤质稍硬的突出煤层。钻孔长度不小于10m，钻孔超前掘进工作面的距离不小于5m。钻孔直径一般为75-120mm，地质条件差的地点可采用42mm钻孔直径。、深孔松动爆破。是采用孔经42mm、孔长不小于8m、超前距不小于5m爆破方式。它是通过爆破使周围煤体破碎，集中应力带向煤体深部推移，达到卸压和排放瓦斯的作用。6、综合防突综合防突是指突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施四个方面，把这四个方面归结在一起，叫做“四位一体”综合防突措施。、突出危险性预测是综合防突的第一个环节。预测的目的是确定突出危险的区域和地点，以便使防突措施的执行更加有效。预测的任务就是预测危险性，预报危害性。突出危险性指标包括始突深度、开采深度、煤层最大瓦斯压力、煤的最小坚固性系数、地质构造复杂程度以及软分层厚度比例等内容。突出危害性指标包括最大突出强度、平均突出强度、突出频率、突出煤量、突出时最大瓦斯涌出量以及突出类型比例等内容。、防突措施是综合防突的第二个环节，它是防止发生突出事故的第一防线，即防止突出发生。防突措施仅在预测有突出危险的区域和区段应用。许多成功的防突措施前面已讲过。 、防突措施的效果检验是综合防突的第三个环节。目的是在措施执行后检验预测指标是否降到突出危险值以下，以保证防突措施的防突效果。如果检验结果措施无效时，应采取附加防突措施，直至突出危险结束。、安全防护措施是指既在采取防突措施的同时，撤出危险区域的工作人员，切断其电源，并在巷道的交岔口处设置警戒；所有工作人员必须佩带好隔离式自救器，巷道也必须保持畅通无阻等。安全防护措施是综合防突的第四个环节，它是防止发生突出事故的第二道防线。它的目的是当突出预测失效或防突措施失效发生突出时，避免人身伤亡事故。它包括震动放炮、远距离放炮、避难所、压风自救系统，隔离式自救器、反向风门等。7、煤层的采掘作业必须采取“四位一体”的防止煤与瓦斯突岀措施。8、采掘工作面严禁空顶作业，支架（柱）必须跟迎头（煤壁），防止顶板超前压力诱导煤与瓦斯突出。（三）、防止瓦斯爆炸的措施：防治瓦斯爆炸，要从瓦斯爆炸的3个条件，氧浓度在井下总是能满足瓦斯爆炸需求的；但其余的两个条件是防止瓦斯爆炸的切入点，只要不让这两个条件同时存在，就能防止瓦斯爆炸，防止措施如下：1、防止瓦斯积聚的措施所谓瓦斯积聚是指体积超过0.5m3的空间，瓦斯浓度超过2%的现象。形成瓦斯积聚是瓦斯爆炸的根源。井下形成瓦斯积聚的地点，根本原因是通风不良、管理不善造成的。所以防止瓦斯积聚，必须做到：、搞好通风管理工作，保证采掘工作面的风量能有效地稀释瓦斯浓度，达到煤矿安全规程规定的标准。各采、掘工作面应实行独立通风。对于实行独立通风有困难的采掘工作面，在制定安全措施后，可采用串联通风，但串联通风的次数不得超过1次，还必须在被串联的工作面中设置瓦斯探头，监控的瓦斯浓度不得超过0.5%。对于开采有煤与瓦斯突出危险的煤层时，严禁任何2个 工作面之间串联通风。有煤与瓦斯突出危险的采掘工作面不得采用下行通风。采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。、加强局部通风管理。掘进工作面瓦斯爆炸事故占60%以上，加强掘进工作面通风管理，是防止瓦斯爆炸事故的重点工作之一。掘进工作面通风需满足以下要求：掘进巷道必须采用矿井全风压通风或局部通风机通风。瓦斯喷出区域和煤与瓦斯突出煤层的掘进通风方式必须采用压入式。局部通风机必须指定人员负责管理，保证正常运转。压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸风量。必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平、稳、直；接头严密，不漏风，不脱节，破洞及时修补，拐弯用弯头；风筒出口必须符合作业规程规定，出口的风量要大于40m3/min。瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤于瓦斯突出的矿井，掘进工作面的局部通风机要实现“三专两闭锁”。严禁使用3台以上的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的工作面供风。使用局部通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。临时停工的地点，不得停风，否则必须切断电源、设置栅栏、揭示警标、禁止人员进入，并向矿调度室汇报。停工区内瓦斯浓度达到3%不能立即处理时，必须在24h内封闭完毕。严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。、加强通风构筑物的管理。控制风流的风门、风桥、风墙、风窗等设施必须可靠。、加强瓦斯检查和监测。检查瓦斯必须严格执行煤矿安全规程有关规定，规定要求；矿井必须建立瓦斯、二氧华碳和其他有害气体检查制度，配备相应的瓦斯检查仪器仪表，以监测监控井下的瓦斯，高瓦斯矿井每班至少检查3次。对有煤与瓦斯突出或瓦斯涌出量较大的采掘工作面，应有专人负责检查瓦斯。瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报，发现瓦斯超限，有权立即停止工作，撤出人员，并向矿有关人员汇报。严禁瓦斯检查空班、漏检、假检、少检，一旦发现，严肃处理。高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井、有高瓦斯区的低瓦斯矿井必须装备矿井安全监控系统。没有装备矿井安全监控系统的矿井的半煤巷、半半煤巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进工作面，必须装备风电闭锁装置和甲烷断电仪。编制采区设计，采掘作业规程时，必须对安全监控设备的种类、数量和位置等做出明确的规定。安全监测所使用的仪器仪表必须定期进行调试、校正，每月至少一次。甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用催化元件的设备，每隔7天必须使用校准气群和空气样按使用说明书的要求调校1次，每隔7天必须对甲烷断电功能进行测试。、及时处理局部瓦斯积聚。及时封闭长期不用的盲巷、冒高处；未封闭的冒高区应安设导风板或风筒分支通风，以防止瓦斯积聚。及时有效地处理好回采工作面的回风隅角的瓦斯积聚，主要的方法有引风冲淡，尾巷排放、增加风量、减少采空区漏风、上下遇角充填密封等。临时停工的工作面，不得停风；因停风造成大量高瓦斯浓度积存时，必须制定排放瓦斯的安全措施，进行排放瓦斯。排放瓦斯时必须严格执行煤矿安全规程的规定和排放瓦斯的安全措施。对于瓦斯涌出量大或异常的区域，采用通风的方法不能解决时，必须进行瓦斯抽放2、防止瓦斯引燃的措施防止引燃瓦斯主要是杜绝火源，应严格执行以下措施：、杜绝明火。严禁携带烟火及其他引火物品入井，严格使用电焊；井口、瓦斯抽放泵站周围20m内禁止一切明火；井下发现外因火灾，应立即灭火，及时隔离；对内因火灾严格按煤矿安全规程管理。、加强放炮管理，严防爆破火花。爆破工作严格执行煤矿安全规程规定，严格执行“一炮三检”制，禁止放明炮、糊炮。不符合爆破作业规程的坚决不放炮。做到“一炮三泥”。使用合格的煤矿安全炸药和放炮器材。禁止使用明接头和裸露的放炮母线。、加强电气设备管理，防止电火花。瓦斯矿井必须采取矿用安全型的电器设备。对电器的防爆性能要定期检查，不符合要求的要及时更换和修理；否则不准使用。井口和井下电气设备必须有防雷电和短路装置；防治好井下杂散电流。电缆接头杜绝“鸡爪子”、“羊尾巴”和明接头。严禁带电作业；严禁在井下拆开、敲打和撞击矿灯。局部通风机开关要设风电闭锁、瓦斯点闭锁、检漏装置。、防治好摩擦火花和撞击火花。、使用不燃性材料和制品。井下采用阻燃电缆、阻燃风筒、阻燃胶带；减少可燃物；严禁穿化纤衣服下井等。3、防止瓦斯灾害扩大措施：每一入井人员必须了解和熟悉井下，一旦发生瓦斯爆炸时的撤退和躲避的地点。井下必须设置隔爆设施，如水槽棚、岩粉棚等。每一入井人员必须随身佩带自救器，并且能熟练使用。矿井必须设置防爆门和反风装置。（四）、爆破事故的防治1、爆破过程中的防治措施、爆破时，严格执行“一炮三检”制和“三人连锁”放炮制。、加强警戒。警戒人员责任心要强，警戒时，不准兼做其他工作，不准睡觉、打闹、脱岗。警戒人员人员必须在有掩护的、在警戒距离之外的地点警戒，严禁其他人员进入爆破地点。、按规定装药、联线。装药时，先清除炮眼内的煤岩粉，将药卷轻轻推入，不得冲撞，炮眼内的各药卷必须彼此密接。电雷管插入药卷后，必须用脚线缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体接触。炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料作炮泥封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。、爆破工不得随意将把手或钥匙转交他人，不到爆破时，不得将把手或钥匙插入放炮器。、爆破时，爆破工必须发出警号，至少再等5S才可起爆。2、爆破后的防止措施加强通风。及时吹散炮烟，人员必须待炮烟散尽后，才能进入工作面，避免炮烟熏人。认真检查。爆破工、瓦检工、班（组）长必须巡视待爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残暴等情况。正确处理拒爆、残爆。出现拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源摘下，扭结成短路，使用瞬发电雷管时至少等5min，使用延期爆破电雷管时至少等15min，才能沿线路检查。由于连线不良造成的拒爆；非连线不良引起的拒爆、残爆，处理时可距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼、重新装药起爆；严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。严禁用打眼方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残暴）炮眼。处理拒爆、残爆应在当班处理完毕。3、特殊爆破事故的防治措施矿井除一般情况下的爆破外，还会遇到爆破条件比较复杂，施工比较困难的地段。这些地段的爆破工作除一般要求外，还应根据具体情况，采取特殊措施，才能保证爆破工作的安全性和可靠性。、巷道贯通时爆破事故的防治：巷道贯通前，要检查和排放贯通地点的瓦斯。当工作面和贯通地点的瓦斯浓度超过1%时，禁止贯通爆破；独头掘进贯通放炮时，距贯通地点20m，必须在穿透位置里外两侧设好警戒，禁止在警戒区内作业或逗留，透位不清，禁止破坏；两头掘进贯通放炮时，当距20m时，必须停止一头作业，仍然保持通风，由一头贯通，并派专人负责警戒；巷道贯通前，要加固支架，以防崩坏棚腿，造成倒棚冒顶；超过贯通距离而不通时，要立即停止爆破，查明原因，重新采取贯通措施。、穿透“老空”时爆破事故防治：打眼时，如发现炮眼内出水、温度骤低、有大量瓦斯涌出、煤岩松散等情况，要停止爆破，查明原因；距穿透“老空”15m前，先探明“老空”来源，以及“老空”中的水、火、瓦斯等情况，如有水、火、瓦斯，必须采取防水措施，瓦斯排放措施和火区封闭措施，否则禁止爆破；距穿透“老空”15m前，由测量工在“老空”内标明穿透位置，以便在检查时按穿透位置的实际情况，采取不同措施，避免在放炮时误穿火区、水区；穿透“老空”时，要把人员撤到安全地点，并在安全地点实施爆破。爆破后，只有查明“老空”情况，确认无危险后，才能恢复工作。、接近积水区时爆破事故防治；要根据实际情况，编制切实可行的探水设计和安全措施，否则禁止爆破；发现有透水预兆，要立即停止爆破，及时汇报，查明原因，情况危急时，人员立即撤离；打眼时发现炮眼渗水，不要拔出钎杆；、处理溜煤眼堵塞时爆破事故防治：必须采用取得煤矿矿用产品安全标志的用于溜煤（矸）眼的煤矿许用刚性被筒炸药或不低于该安全等级的煤矿许用炸药；每次爆破只准使用1个煤矿许用电雷管，最大装药量不得超过450g；爆破前必须检查溜煤（矸）眼内堵塞部位的上部和下部空间的瓦斯；爆破前必须洒水；在有威胁安全的地点必须撤人、停电。、石门揭穿突出煤层进行震动爆破时的爆破事故防治必须编制设计。爆破参数、爆破器材及起爆要求，爆破地点，反向风门位置，避灾路线及停电、撤人和警戒范围等，必须在设计中明确规定；震动爆破工作面，必须具有独立、可靠、畅通的回风系统，爆破时回风系统内必须切断电源，严禁人员作业和通过。在进风侧巷道中，必须设置两道坚固的反向风门；爆破30 min后人员方可进入工作面检查；震动爆破应一次全断面揭穿或揭开煤层，未能一次揭穿煤层，在掘进剩余部分时，必须按震动爆破要求进行爆破作业。（五）、矿井火灾的防治1、矿井外因火灾的防治防治矿井外因火灾首先要采取一些预防措施，当火灾出现时，还应采用适当的灭火方法。预防措施主要有：、防止井下出现明火。严禁使用明火，严禁吸烟；严禁使用电焊，必须使用时，要制定专门的措施并报批；井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火炉取暖。、防止井下出现电火花。井下电气设备防爆性能好；电缆敷设符合规定，过流、接地、检漏装置等保护齐全；严禁井下使用灯泡取暖或使用电炉。、防止井下出现爆破火花。爆破器材符合要求；不准放明炮、糊炮，不准用明火或动力线进行爆破；炮眼封泥符合要求，并使用水炮泥；严格按规定装药，连线、起爆。灭火方法主要有：、用水灭火。用水灭火时要有充足的水量；灭火时应先从火源外围逐渐向火源中心喷射水流，以免生成爆炸性气体产生爆炸或生成大量的水蒸气，伤害灭火人员；同时，灭火人员应站在进风侧，以防高温烟流伤人或使人中毒；用水扑灭电气火灾时，应先切断电源；油类火灾，不宜用水直接灭火。、用砂子或岩粉灭火。用砂子或岩粉直接撒盖在燃烧物体上将空气隔绝，较多应用于电气火灾的初期和油类火灾。、干粉灭火。使用干粉灭火器扑灭火灾。、泡沫灭火。泡沫灭火器是利用化学反应产生的二氧化碳覆盖在燃烧物上隔绝空气灭火。高倍数泡沫灭火是利用机械产生的泡沫吸收热量、隔绝空气，扑灭火灾。、挖除火源灭火。将已经燃烧的火源挖掉，运出。、注浆灭火。向火区注入大量的浆液，充满燃烧的煤体的裂隙或覆盖于燃烧物表面，冷却、绝氧扑灭火灾。 、惰性气体灭火。向封闭的火灾注入稳定的惰性气体，减少火区内氧含量，同时增加压力，减少新鲜空气进入，阻止可燃物燃烧。 、均压灭火。调节封闭火区进风侧、回风侧两端的压力表，使其达到最小值或平衡，减少漏风，加速灭火。 、封闭防火。对火区进行及时而严密的封闭，使火区与空气隔绝、防止自燃或复燃。但必须加强火区管理和监测。 （六）、预防煤尘爆炸的措施 1、减尘措施减少煤尘的生成，降低浮尘，清除落尘是防止煤尘爆炸的关键。其主要措施有：、煤层注水。煤层注水就是利用钻孔将压力水注入即将回采的煤层中，增加煤体内部的水分，从而可以预先湿润煤体，减少开采时产生的浮尘，降尘率可达6090。、湿式打眼。工作面使用电钻或风钻打眼时，将压力水经过钻杆中间的水孔送到炮眼底部，将煤粉湿润后从炮眼中冲洗出来，达到煤尘目的。、水炮泥。在炮眼中装填特制的水炮泥，放炮后起到降尘、降温、净化空气等作用。降尘可达80，减少炮烟70。、通风除尘。用清洁的风流不断稀释和排出空气中的煤尘。从防尘的角度出发，最佳风速为1.62m/s。、喷雾洒水。喷雾洒水将空气中的浮尘降下来，降低空气中煤尘浓度，起到净化空气作用。、冲洗煤尘。用水经常冲洗煤尘容易沉积的地点。如巷道帮、顶、底，工作面、回风巷等地点。 2、预防点燃煤尘爆炸的火源 主要措施有： 、加强管理，提高防火意识。 、防止放炮火源，严格执行爆破规程。 、防止电气火源和静电火花。 、防止摩擦和撞击火花。 3、防止煤尘灾害扩大的措施 、分区通风。井下各采区必须实行分区通风，各采掘工作面应采面独立通风，采区间禁止串连通风。矿井主要进、回风巷之间的联络巷必须构筑永久风墙，需要使用的必须设置正、反向两道风门。 、隔爆措施。隔绝煤尘爆炸传播，就是把已经发生的爆炸限制在一定的范围内，不让爆炸火源继续蔓延，避免爆炸范围扩大。其主要的方法是设置岩粉棚和水槽等。在开采有煤尘爆炸危险的矿井两翼、相邻采区、相邻煤层和相邻的工作面时，应安设岩粉棚或水棚。在所有运输巷道和回风巷道中必须撒布岩粉或安设隔爆装置。在采掘工作面进、回风巷道、采区内的煤层掘进巷道设置辅助隔爆棚。岩粉棚是由安装在巷道中靠近顶板处的若干岩粉台板组成，台板上放置岩粉。当发生煤尘爆炸事故时，先于火焰到达的冲击波将台板冲倒，岩粉弥漫于巷道中，火焰到达时，若岩粉吸收热量，使火焰不能迅速传播，直至熄灭。水袋棚的作用与岩粉棚相同，用盛满水的水槽或水袋代替岩粉棚。 （七）、顶板灾害的防治1、掘进工作面冒顶的防治 掘进巷道冒顶事故发生的地点；巷道冒顶事故多发生在掘进工作面及巷道交叉点，巷道顶板死亡事故80以上在这些地点。其它地质构造变化大的附近区域以及已经冒过顶的地方容易发生冒顶事故。可见，预防巷道顶板事故，关注事故多发地点是十分必要的。掘进工作面顶板事故可分为压垮型、漏垮型和推垮型3种。 2、掘进头冒顶事故的防治措施 、根据掘进头岩石性质，严格控制空顶距。当掘进头遇到断层褶曲等地质构造破坏带和层理裂隙发育的岩层时，棚子应紧靠掘进头。 、严格执行敲帮问顶制度，危石必须挑下，无法挑下时应采取临时支撑措施，严禁空顶作业。 、在地质破坏带或层理裂隙发育区掘进巷道时要缩小棚距；在掘进头附近应采用拉板等将棚子连成一体防止棚子被推垮，必要时还要打重柱以抗突然来压。 3、掘进巷道冒顶事故防治措施 、可能的情况下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地压力。 、巷道支架所能承受到的变形量，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。支架选型时，尽可能采用有初承力的支架，支架施工时要严格按工序质量要求进行，并特别注意顶与帮的背实问题，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。倾斜巷道中支架被推倒的可能性更大，其支架间拉撑件的强度、密度要适当加大。 4、掘进巷道交叉点处冒顶事故防治措施 、开岔口应避开原来巷道冒顶的范围。 、必须在开口抬棚支设稳定再拆除原巷道棚腿，不得过早拆除，切忌先拆棚腿后支架棚。 、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，应及时采取加强抬棚稳定性的措施。 5、锚杆支护巷道的冒顶 锚杆支护巷道冒顶事故的发生除地质因素外，主要是锚杆支护系统的锚固力不足引起的。巷道成巷后，在原岩应力和次生应力（包括回采等引起的各种支撑压力）的作用下，巷道围岩产生变形，如果岩石不能自稳，且锚杆支护系统的锚固力不足，这种变形就得不到有效的控制，就会不断发展，最终导致围岩冒落和冒顶。锚杆间排距过大、锚杆支护材料选择不当、锚杆支护系统的匹配不合理、施工质量差等会产生这一恶性后果。 6、采煤工作面初采、末采必须加强支护，木架的支撑顶板管理。 采掘工作面过断层、变化带、破碎带、顶眼、巷道贯通，必须加强支护。严禁空顶作业，贯通或采面垮塌冒落高度大，必须用完好材料刹刁前进，架好支架，并防止支架（支柱）推倒，控制好顶板。 7、采掘工作面严禁空顶作业，工作面必须有足够的支架（支柱）材料备用。采掘头面攉煤时，必须打上临时支柱支撑顶板。掘进工作面冒顶处必须用材料接好顶，并保证支架（支柱）质量。 8、采掘工作面严格敲帮问顶制度，作业前必须对施工现场进行全面安全质量检查，确认无安全隐晦后，方可施工。采掘工作面放炮打垮的支架（支柱）必须首先恢复后，才准在安全的条件下作业。 9、加强采面上、下两巷及上下口的支护管理，上下口必须进行超前支护，保证上下口畅通无阻。 10、采煤工作面过顶板破碎、过变化带、断层，采取特殊支护形式控制顶板，确保安全。 11、摸清采面周期性来压规律，为顶板管理提供科学依据，以利在工作面来压前，加强采面支护的管理。加强密集、木柱，切断顶板减少工作面压力，确保生产与安全。 （八）、矿井水害防治 1、矿井突水征兆 影响生产、威胁采掘工作面或矿井安全的、增加吨煤成本、造成矿井全部或局部被淹的矿井水都称为矿井水害。根据水源不同，将矿井水害分为地表水水害、老窖水水害、孔隙水水害、裂隙水水害及岩溶水水害。 矿井水害出现的原因很多，主要有：地面防洪、防水措施不当或对防