煤矿重大安全风险管控措施2023

煤矿重大安全风险管控措施2023

第一章综采工作面初采期间倒架专项管控措施

一、顶板：

1、2号煤直接顶类别为1〜2类，即为不稳定〜中等稳定顶板。

基本顶级别属于I级，来压不明显。工作面直接顶初次垮落步距8m

左右，工作面老顶初次来压步距为19.2〜23.2m,周期来压步距为

6m~13.2m,顶板随采随落。

2、5号煤直接顶类别为1〜2类，即为不稳定〜中等稳定顶板,

来压不明显。工作面推进至15m左右时直接顶初次垮落，老顶初次垮

落步距约为40m,老顶周期来压步距约为20m,由于工作面顶板为中硬

-坚硬顶板，老顶来压预计不明显，顶板随采随落。

二、重大安全风险因素如下

11505工作面初采期间易发生倒架伤人事故，由于2、5#煤煤质

松软，顶煤不易保留，初采期间易使顶煤漏空，回采时容易使支架咬

架、倒架，造成人员伤亡。

三、防范措施

1、第1、2、3号支架之间用防滑、防倒油缸进行连接，移架后

调整支架顶梁和尾部防止下滑。防倒油缸安装在顶梁上，防滑油缸安

装在尾梁上。

2、及时调整支架的结构和支架状态；强化支架的管理与正规操

作，严格工程质量管理。

3、使用好液压支架本身的侧护板千斤顶和支架底调千斤顶及时

调整支架。

4、及时调整工作面伪斜，保证伪斜角5-8°o

5、加强工作面支架工程质量管理，严格按标准施工。

6、严格控制采高，杜绝超高采煤。

7、加强工作面顶板管理，防止发生顶煤掉落现象，防止顶梁上

方空顶。

8、工作面支架间的间隙不超过150mm；禁止发生挤架现象。

9、工作面支架必须垂直煤壁；调整时支架仰俯角不得超过±7。。

10、相邻两支架顶梁相错不得超过侧护板厚度的2/3o

11、移架时，应由两人配合操作，观察相邻两支架的顶梁、尾梁

和侧护板，防止出现咬架、挤架、歪架现象。

12、调整工作面伪斜时，每调整一个大循环后必须推采2〜4个

正规循环，及时调整支架方向，保证支架垂直于前部刮板输送机。

四、处理措施

1、首先观察清楚挤架、歪架、咬架、倒架的现场情况，根据现

场情况采取可行性措施进行处理。

2、处理时不少于3人操作，其中一人操作支架，一人配合调架，

另一人监护并观察支架顶梁和尾梁，防止操作时出现咬架，发现操作

失误立即停止作业，待重新观察作出正确判断后再进行施工。

3、处理前，应停止前、后部刮板输送机，并停电设专人看管，

应当将上下相邻支架的总片阀打到“零”位；必须对上下支架进行二

次补液，保证初撑力满足要求。

4、处理时，由经验丰富的移架工进行操作，跟班队干或班组长

叮在现场负责安全操作。

5、处理时，使用相邻两架支架的顶梁侧护板和尾梁侧护板，通

过摆动尾梁、升降支架调整支架状。

6、当支架出现挤架时，选取间隙较大的支架开始施工，移架时

使用好每个支架的顶梁侧护板、尾梁侧护板和底调，调整每个支架的

架间距，保证架间隙符合规定。

7、当支架出现咬架时，在咬架的支架上方先选取架间隙较大的

支架开始移架，调整支架的架间隙。施工到咬架的支架时，要使咬架

的支架上下两组架间隙足够大，采用单体支柱配合上顶上方的支架，

收两组支架的侧护板千斤顶，当拉开支架间隙后及时升架，使支架顶

梁平整。

8、当支架出现倒架时，向下倒架采取自上而下施工，要先从倒

架上方选择支架间隙大的支架开始移架，移架时使用底调千斤顶和顶

梁侧护板千斤顶，相互配合调整所倒支架；卸载该支架移架的同时，

给前后侧护板千斤顶供液，同时收上一支架的侧护板，使支架顶梁、

尾梁上移，升架前给上一支架底调千斤顶供液，向下顶推其底座，使

支架底座下移调整支架。向上歪斜施工方法相反。

9、出现倒架、咬架、挤架的情况补充专项的安全技术措施。

10、未尽事宜，请严格执行《煤矿安全规程》中的相关规定。

第二章综采工作面收尾、回撤专项管控措施

一、顶板：

1、2号煤直接顶类别为1〜2类，即为不稳定〜中等稳定顶板。

基本顶级别属于I级，来压不明显。工作面直接顶初次垮落步距8m

左右，工作面老顶初次来压步距为19.2-23.2m,周期来压步距为

6m〜13.2m,顶板随采随落。

2、5号煤直接顶类别为1〜2类，即为不稳定〜中等稳定顶板，

来压不明显。工作面推进至15m左右时直接顶初次垮落，老顶初次垮

落步距约为40m,老顶周期来压步距约为20m,由于工作面顶板为中硬

-坚硬顶板，老顶来压预计不明显，顶板随采随落。

二、顶板重大安全风险因素如下

11201、11506工作面收尾及回撤期间，由于2、5#煤直接板为不

稳定〜中等稳定顶板，期间易发生顶板事故，造成人员伤亡。

三、防范措施

1、综采工作面收尾期间的顶板管理措施

(1)收尾阶段，严禁放煤且必须要掌握好采高(2#煤采高不得大于

2.8m,5#煤采高不得大于3m),保证顶底板平整，坚持正规循环，循

环进度平衡。在割煤前进行联网，并将联好的网折回拉展挂在支架顶

梁下方，防止采煤机割煤时扯网。工作面金属网必须与顺槽的金属网

搭接，并按短边联网要求连接好。铺、联网之前必须停止工作面刮板

运输机和采煤机，并闭锁开关。拉架前，要把顶梁下方挂设的金属网

提前放下，并在拉架时注意支架顶梁的其它部件挂网、扯网。铺网推

进期间不准带压移架。

(2)工作面最后15nl(根据刀数调整，不得小于15m)开始铺设金属

网铺，前3刀铺设单层网，铺设第一道网时一，利用3.5米长的单体柱

和半圆木配合上网。从第3刀后整个工作面开始铺设双层网，直到停

采线。当工作面割完第4刀煤后，开始铺设第1根钢丝绳，钢丝绳直

径为21.5mm,间距0.8m,直到停采线。

(3)网片连接要求：金属网的长边对长边，短边对短边搭接，孔

孔相联，长边搭接长度为200mm,金属网短边搭接300mm,搭接采用

16#铁丝扎紧，采用双丝双扣梳辫法孔孔相连，并不得少于3扣。

(4)铺设钢丝绳要求：①钢丝绳的断丝不得大于1/3,锈蚀严重

或不能取直的一律不得用；②钢丝绳铺设要直，互相平行，每割0.8m

铺设一根钢丝绳，钢丝绳应从工作面端尾向端头依次与金属网连接,

每根钢丝绳用联网铁丝把钢丝绳和金属网绑扎在一起，绑扎间距是

300mm,严禁从两头同时向中间进行绑扎；③当钢丝绳不够长时，中

间搭接不小于0.8m,并用4个配套绳卡将绳头卡牢，绳卡要均匀（绳

卡间距200mm）；④钢丝绳两头每头至少余5米以上，两顺槽的钢丝

绳固定在煤帮打设的专用锚杆，专用锚杆尺寸：622*2400mm树脂锚

杆，锚杆距顶200mm,钢丝绳用3个配套绳卡卡牢。

（5）割最后后四刀煤，只割煤不移架，其工艺为：割煤一护帮板

管理顶板一铺设金属网一打锚杆（索）一摘连接头一推溜（单体柱配合）

一清煤

（6）割最后四刀打锚杆（索）时，顶板完好时可一次割通后再打设

锚杆（索）;若顶板不完好严禁一次割通后再打锚杆（索），以防止漏顶，

每割30m,开始打一次锚杆（索）。一次割煤距离可根据顶板完好情况

可以做适当调整，且最后一刀煤必需按每割30m打设一次锚杆（索）。

（7）割最后四刀煤要求：①停止移架后，所有支架前后柱必须达

到额定初撑力，即24Mpa,所有支架不得串漏液；②最后4刀煤按要

求打设顶锚索（杆）并保证其支护效果（锚索拉拔力250KN,锚杆预紧

力300N.M）；③收尾期间，进入锚杆锚索施工段时，必须将锚杆锚索

打设完毕后，方可开机割煤；④最后4刀煤，司机在割煤过程中密切

观察顶板及煤墙压力及破碎情况，发现压力增大或顶板破碎要停止割

煤，汇报调度室和队部，由现场勘测及会议讨论形成方案进行处理。

（8）最后四刀煤割煤完成后，用单层塑料网将工作面的煤墙包住，

打设护帮锚杆，为撤架创造条件。护帮锚杆间距为1.0m,排距为1.0m,

帮锚杆共需打设4排，锚杆布置距顶200mm、距底100mm,并与煤墙

成垂直。锚杆采用杆体为中22左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为335号，

长度2400mm,杆尾螺纹M24,锚杆托板：采用强度配套的拱型高强度

托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈，托板尺寸为150X150X10mm°锚

杆打设及验收标准同掘进工作面相同。

(9)割完最后四刀及对煤墙支护完成后，要及时对空顶进行加强

支护，采用单体柱配合3.5米的两面平，每隔151n打设一架单体棚进

行支护。微降前立柱，将两面平一端置于顶梁上，另一端用单体柱紧

贴煤墙进行逼帮支护。打设煤壁棚要根据顶板及煤壁的现场实际情况,

单体棚间距可以做适当调整，顶板或煤墙不好时，可适当调密单体棚

的打设，每3nl打设一组。

2、回撤期间的顶板管理

(1)设备回撤顺序：前大溜机尾一采煤机组解体和回撤一前刮板

输送机一端头支架(回撤端头支架前，需要先把运输顺槽的皮带、电

气列车及电缆先回撤完毕)一从1#液压支架向123#液压支架回撤一

回撤工作面的所有绞车及轨道等。

(2)回撤前的顶板管理：回撤前要全面检查风运两巷和工作面的

顶板状况，以及起吊点周围的顶板完好情况，确保工作面的顶板完好，

对于顶板不好的地点必须根据实际情况，采取有效的支护，确保回撤

期间安全。

(3)回撤期间的顶板管理：①回撤后运输机尾时，要对影响回撤

后运输机尾的单体柱进行替柱，替柱时一定要坚持先支后回的原则；

②支架回撤过程中，要及时对新暴露的顶板进行维护，具体方法是：

随着支架前移，人员从相邻架的前立柱间将木柱窜入，在工作面收尾

时铺设的钢丝绳下面，紧靠正常架分别打上一根木柱，待支架回出后，

在被回出支架原顶板下的钢丝绳下面打上一排木柱。每排木柱要求3

到5根。③回撤支架时，必须坚持先支后撤原则，逐架回撤放顶，每

出现三排点柱，回撤最里一排点柱。待回支架里帮与下沉至底板的顶

板间距控制在为5m,架子、点柱空顶距不得超过2m,防止出现大面

积跨落，回架窝头顶板不能及时跨落时，要将窝头内影响顶板下沉的

木柱进行人工回撤。

(4)回撤过渡架时的顶板管理：在开始回撤端尾倒数第4#过渡架

时一，要将回撤的最后1组中间架安在4#过渡架外帮支护顶板。在回

撤2#过渡架时，要在2#过渡架子处根据现场空间打设1个木垛，支

护顶板，不致于顶板下沉将1#架子压死。1#架子紧跟2#其后然后撤

出，再将最后1组中间架撤出。

(5)回架后回风、运输顺槽顶板管理：①全部支架回撤后，要在

回风顺槽与煤墙交界处打设1个3m见方的木垛；②在回风、运输顺

槽与切眼和运输顺槽密闭位置中部打设一个3m见方的木垛。

第三章综采工作面过地质构造专项管控措施

一、顶板：

1、2号煤直接顶类别为1〜2类，即为不稳定〜中等稳定顶板。

基本顶级别属于I级，来压不明显。工作面直接顶初次垮落步距8m

左右，工作面老顶初次来压步距为19.2〜23.2m,周期来压步距为

6m~13.2m,顶板随采随落。

2、5号煤直接顶类别为1〜2类，即为不稳定〜中等稳定顶板,

来压不明显。工作面推进至15m左右时直接顶初次垮落，老顶初次垮

落步距约为40m,老顶周期来压步距约为20m,由于工作面顶板为中硬

-坚硬顶板，老顶来压预计不明显，顶板随采随落。

二、顶板重大安全风险因素如下

11201、11506、11505工作面回采期间过地质构造，由于2、5#

煤直接板为不稳定〜中等稳定顶板，期间易发生顶板事故，造成人员

伤亡。过地质构造期间要严格按照《综采工作面过地质安全技术措施》

执行。

三、过地质构造期间放松动炮的施工工艺

1、根据工作面的推进情况，依据工作面揭露构造实际情况，按

照推进方案提前准备炸药雷管。

2、严格执行“敲帮问顶”制度，打眼前要注意观察顶板情况和

煤壁片帮情况，及时处理顶部的浮砰和易掉落的砰石；工作面施工区

域及时打开护帮板，贴紧煤墙,严禁空顶作业，作业时要有专人监护。

3、过构造期间，顶板破碎时，必须严格执行“降低采高，超前

移架”，采煤机下滚筒割煤通过时，支架必须紧跟采煤机移出，打好

护帮板。

4、采煤机停至放炮点40米以外支护可靠地点，当班电工将工作

面所有设备必须停电闭锁，并将采煤机和前溜电机的上一级电源断电

闭锁，严格执行停送电由专人负责。

5、用废旧皮带保护好放炮点前后20米内的支架立柱、液压管、

通讯电缆和动力电缆，防止爆破时崩坏。

6、接好打眼所需的风管、水管、风钻等用具，在需要爆破的位

置开始打眼、装药、连线、爆破。期间严格按照打眼说明、装药说明、

连线说明、爆破说明和炮眼布置图及说明书执行。

1）打眼说明

a、打眼前，先检查风钻及风、水管路情况。重点是润滑、活接

连接、风水管路是否畅通、风管不得有跑漏风现象。当确信无问题时

方准使用。

b、打眼由四人一组，三人操作，一人掌握安全。

c、打眼时，钎子不准上下左右移动，以免造成闷气断钎伤人。

d、打眼时，风钻前方不准站人，工作人员衣袖口要扎紧，并系

好钮扣。

e、钻工要在风钻一侧，不要两腿夹住钻，也不准手握风钻钻腿，

只能手握把手，用力要均匀适当，防止断钎伤人。

3风钻必须定人、定机，而且不准上下重叠布置。

2）装药说明

a、装配炸药时，必须遵守以下规定：

①严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度，装配引药必

须在顶板完好、支护有效、避开电气设备和导电体的放炮地点附近进

行。严禁坐在炸药箱上装配引药。装配引药数量，以当时当地需要的

数量为限。

②装配引药时，必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏

脚线绝缘层。

③电雷管只准从药卷的顶部装入，不得用电雷管代替竹、木棍扎

眼。电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷中或捆在

药卷宗上。

④电雷管插入药卷后，应用脚线将药卷缠住，以便把电雷管固定

在药卷内，还必须扭结电雷管脚线末端。

⑤用掏勺或用压缩空气清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质炮棍

将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接,

潮湿有水的炮眼应用抗水性炸药。

b、炮眼深度，封泥及封泥量必须符合《煤矿安全规程》的有关

规定：

①炮眼封泥应使用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用黏土炮

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眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼

严禁爆破。严禁裸露爆破。严禁明火放炮和放糊炮。放炮必须使用放

炮器。

②炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破。

③炮眼深度在0.6m-—1m时封泥长度不得小于炮眼深度的1/2O

④工作面有两个或两个以上的自由面时一，在煤层中最小抵抗线不

得小于0.5m,在岩层中不得小于0.3m；炮眼间距根据现场岩石硬度

调整，岩石为砂岩时采区500*500mm间排距，岩石硬度降低调整炮眼

间距可加大，但间距不能超过800mln。浅眼装药爆破大岩石块时，最

小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m；眼数较多时分多次爆破。

c、有下列情况之一者，都不准装药、放炮：

①采煤工作面控顶距离不符合作业规程规定，或者支架有损坏,

或者留有超过规定伞檐时。

②装药前和放炮前，都必须检查瓦斯，如果放炮地点附近20nl以

内风流中瓦斯浓度达到0.5%时。

③在放炮地点20m以内，有未清除的煤砰或其它物体阻塞1/3以

上断面时。

④炮眼内发现异状，温度骤高骤低，有明显的瓦斯涌出、煤岩松

散、有出水征兆和透老空等情况时。

⑤炮眼深度、封泥及封泥量不符合规程要求时。

⑥炮眼内煤、岩粉未清除干净时。

⑦不使用水炮泥时。

⑧放炮母线长度不够，或有明线接头未作处理时。

⑨放炮地点附近的工具、电缆、管子等设备未进行可靠保护时，

⑩各路警戒未按规定地点设好，交待好，不严格执行“一炮三检”

制度时。

3）连线说明

放炮母线和连接线，必须符合下列要求:

①放炮母线应采用铜芯绝缘线，严禁使用裸线和铝芯线。

②电雷管脚线和连接线、脚线和脚步线之间的接头，都必须扭接,

并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、刮板运输机等导电体相接触。

③使用放炮母线，应随用随挂，固定缠好。

④放炮母线、连接线和电雷管脚线必须互相扭接并悬挂，不得同

轨道、金属管、钢丝绳、刮板运输机等运输设备及其他采掘机械等导

电体相接触。放炮母线同电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。

如果必须挂在一同侧时，放炮母线必须挂在电缆的下方，并应保持

0.31n以上的悬挂距离。

⑤只准采用绝缘母线单回路放炮，严禁用轨道、金属管、水或大

地等当回路。

⑥放炮前，放炮母线须扭结成短路。

⑦放炮母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准放炮员一人操

作，并且必须持证上岗。

⑧在放炮地点，放炮员进入时、撤离时，必须保证母线在通电放

炮前后处于扭结状态。

⑨发爆器的把手，钥匙，必须由放炮员随身携带，不得转交他人。

不到放炮通电时，不得将把手或钥匙插入放炮器。放炮后，必须立即

将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。

4）爆破说明

a、炸药：煤矿2#许用乳化粉状炸药，规格为①35X200mm,质

量为0.2kg

b、雷管：1-5段毫秒延期雷管（最大延期不得超过130毫秒）

c、起爆器：MFB-200矿用隔爆型

d、放炮母线：2芯放炮母线

e、装药方式：正向装药

3封孔要求：封孔使用炮土封实，封泥量不小于0.3m。封泥不

足的炮眼严禁爆破，严禁用煤粉、块状材料作封孔材料。

g、联线方式：串联

h、放炮：一次放炮炸药量不超过40kg,一次装药一次起爆。

i、炮眼间距及装药量应根据工作面构造揭露情况进行调整。

j、放炮前，所有人员必须全部撤出工作面，在上下端头设置安

全警戒，人员进入运回两巷，且全部工作人员必须撤至距工作面安全

距离直巷道不少于150m,拐弯巷道不少于100m以外的安全地点设好

警戒，并拉好警戒带，放炮员必须最后离开爆破地点；班组长清点人

数，全面检查，待一切确认无误后，方准下达放炮命令。放炮员接到

放炮命令后。必须先发出放炮警号，且至少等5秒，方准放炮。

k、工作面可采用分组装药，但一次装药必须一次起爆。

1、放炮后，等工作面的炮烟被吹散，放炮员、安瓦员和班组长

必须巡视放炮地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、瞎炮、残

爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。

m、通电以后装药炮眼不放时，放炮员必须先取下把手或钥匙，

并将放炮母线从电源上摘下，扭结成短路，再等至少15分钟，才可

沿路检查，找出不放的原因。

n、处理拒爆（包括残爆），必须在班组长直接指导下进行，并应

在当班处理完毕。如当班未能处理完，放炮员必须同下一班放炮员在

现场交接清楚。处理瞎炮时，必须遵守以下规定：

①由于连接不良造成的瞎炮，可重新连接放炮。

②在距瞎炮眼至少0.3m处另打同瞎炮眼平行的新炮眼，重新装

药放炮。

③严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出电

雷管；严禁将炮眼残底（无论有无残余炸药）继续加深；严禁用打眼的

方法往外掏药，严禁用压风吹拒爆（残暴）炮眼。

④处理瞎炮的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤、肝,

收集未爆的电雷管及炸药，放置于安全地点。

⑤在瞎炮处理完毕以前，严禁在该地点同时进行处理瞎炮无关的

工作。

7、爆破后，采煤机按照正规循环的割煤方法进行割煤作业，当

采煤机进入爆破区域时必须带压擦顶移架，及时拉超前架。

8、过地质构造区期间对支架、单体柱的初撑力、工作阻力、顶

板来压等情况进行观测，并及时将现场情况反馈至值班室，由值班室

将汇总情况报矿调度室、生产科等部门；同时对工作面围岩破碎、松

软程度实时观测，将情况报值班室，由值班室报地测科。

四、过地质构造期间的顶板管理要求

1、工作面支架初撑力达到24MPa,符合要求。

2、工作面过构造时，应根据工作面及两巷构造情况，进行挑顶

或卧底，减缓构造处巷道或工作面倾角。

3、煤岩壁要浅打眼、少装药、超前放震动炮，对顶板进行超前

支护，减少片帮冒顶现象发生。

4、增加回风顺槽超前支护强度，确保支护不少于30m,在构造

区域顶板必须进行铺网，防止漏顶。

5、过构造期间，工作面构造区域要控制好采高。

6、工作面过构造时，应注意构造水的透出，坚持“有疑必探、

先探后采”的原则。

第四章绞车专项管控措施

一、概述

煤业公司辅助运输系统对单绳缠绕式提升机做出了重大风险源

评估，针对大坡度的绞车运输，保证11采区轨道上山安全运输，特

制定专项安全技术措施。

二、单绳缠绕式提升机(11绞车)重大风险源辨识

1、人为因素造成的过卷、断绳跑车重大事故。

(1)事故案例：原先主斜井机轨合一的巷道在进行运输作业上行

时，绞车司机瞌睡、打盹儿将车盘拉上猴车机头，及时发现才遏制了

这场事故的扩大化。

延伸到11绞车如何预控该事故：

①配备2名绞车司机，夜班期间可以挺行对方不要瞌睡、打盹儿。

②11绞车装有过卷保护。及时司机睡着后，过卷保护起到作用，

绞车及时停车。

③定期对过卷保护进行测试

(2)事故案例：11绞车在下运至下部车场时，由于绞车司机瞌睡、

打盹儿造成滚筒上的钢丝绳发生过抖绳事故。

预防措施：

①11绞车装有松绳保护以及在程序中设定运行至快到下部车场

能自动减速。

②建议：是否可以在绞车滚筒下方装设类似传感器的配件(红外

线感应)一旦钢丝绳松离滚筒，及时停车，配合松绳保护起到双重保

护作用。

(3)事故案例：11绞车在下运过程中，轨道巷未安设照明给运输

作业带来极大隐患，由于道岔未打到正确位置发生过串车误入车场的

事故，发生过串车挂住挡车栏的事故。

预防措施：①轨道巷尽快完善照明，给跟车工一个良好的作业

环境。下运时，可时刻注意前方运输状况。②各车场的警戒工要

时刻注意道岔指向方向、挡车栏开闭状态。③现阶段挡车栏联动正在

调试中，实现联动后，如果绞车在运行过程中挡车栏未正常开闭，即

使控制系统中设有反应距离，但万一跟车工与绞车司机配合缓慢没有

及时停车，导致串车挂住挡车栏时，绞车控制回路中过载保护就会起

作用，绞车停止运行，不至于拉断钢丝绳。（旧井曾经发生过在运输

支架过程中，钢丝绳挂住挡车栏导致断绳跑车事故）

2、电气、机械设备故障以及外界因素造成的过卷、断绳、跑车

重大事故。钢丝绳断绳事故主要原因是：松绳、跑车、过卷、钢丝绳

强度降低、操作失误等。

（1）断绳类型主要可能有：过卷断绳、抖绳断绳、锈蚀断绳、疲

劳断绳（钢丝绳在摩擦轮、天轮处的弯曲，产生弯曲应力，而产生疲

劳，拉伸损坏。长时间的反复弯曲，使钢丝绳疲劳强度降低）、冲击

和振动断绳（钢丝绳在使用中经常承受各种冲击和振动，主要有以下

几种：①松绳引起的冲击。②过卷造成的冲击。③紧急停车时，减速

度过大造成的冲击和振动。在冲击力大于钢丝绳的强度时造成断绳）。

事故预防：加强钢丝绳的检查、维护工作，对提升钢丝绳做好定

期试验。定期调头、剁绳头，可以改变钢丝绳受力、磨损、锈蚀部位，

消除隐患。即延长了钢丝绳寿命，又减少事故，提高可靠性。

（2）提升机过卷的主要原因：

①深度指示器失效，对于机械式深度指示器主要是齿轮传动轴断

裂，

传动齿轮滚键不咬合，销子断裂，离合器未合好等故障造成。

②提升机安全防护装置失灵，限速保护装置失灵，过速保护装置

失灵，提升机自动减速及警示装置失灵。

③提升机制动装置失灵，提升机液压制动系统故障，回油路堵塞,

造成制动器不能抱闸。

事故预控：①检查提升机的各种安全防护装置，确保动作可靠,

采用先进的电控装置和完善的软件系统，防止设备和编程造成的过卷

和过放事故。②提高提升机制动装置的可靠性，减少提升机液压制动

系统故障。定期更换泵站油脂，大型检修时对盘闸的回油管路进行清

洗，必要时进行更换。③定期对11绞车的各种安全保护装置进行测

试，勤检修、发现故障及时进行处理。

(3)跑车的主要原因：

①制动力不足、制动失灵或不进行制动，造成溜罐跑车事故。

②电控系统缺陷，电气设备故障，没有及时发出制动指令，造成

跑车

事故。

③钢丝绳断裂造成跑车事故。

④调整钢丝绳绳头不当而造成跑车事故。

⑤管理、维护不到位或操作失误造成跑车。

事故预控：①选择安全可靠的液压制动系统，所有液压管道均采

用不锈钢管，防止钢管锈蚀，造成的油路堵塞。在维护过程中注意观

察液压油的变化，及时清理油内的杂质。②提升采用恒减速液压制动

系统，可有效防止钢丝绳松绳断裂造成的跑车事故。特别是对于提升

较大件，在满足下放大件紧急制动要求时，提升大件的紧急制动减速

度必然大于自然减速度，极易造成松绳、断绳跑车事故，这样必须使

用恒减速液压站来满足制动要求。③调整钢丝绳时必须按规定方法使

用定车装置。④钢丝绳调整工作，必须编制施工方法，制定安全措施，

经审批核准后，交由施工人员讨论贯彻，方可施工。

3、其他事故防治

(1)防电机烧坏：①电机装有温度保护。②定期检测电机的绝缘

性能，检修维护管理要到位。

(2)防逆向保护：当绞车运行方向与给定不一致时，作用于安全

制动。

(3)防过速保护：为防止速度过快，在绞车控制回路内设提升超

速保护，当绞车速度超过设定的最大速度时，绞车紧急停车。

(4)限速保护：在绞车控制回路内设绞车限速保护，以防止过卷

等重大事故的发生。

(5)减速功能保护：当矿车到达设计减速位置时，能示警并开始

自动减速。

(6)过流和欠电压保护：当绞车供电回路发生过流或失压或欠压

时，控制回路内的过流或欠压继电器动作，绞车紧急停车。

(7)深度指示器失效保护：当指示器的传动系统发生故障时，能

自动断电使提升机紧急停车。

(8)闸间隙保护：为不致使制动时的空动时间加长，制动力下降，

当闸间隙超过规定值时，能自动报警或自动断电。

第五章架空乘人器专项管控措施

一、概述

煤业公司辅助运输系统对架空乘人器做出了重大风险源评估，针

对大坡度的猴车运输，保证上下人员的生命安全，特制定专项安全技

术措施。

二、架空乘人装置(猴车)重大风险源辨识

猴车主要用于运送人员，导致的事故类型有机械伤害、触电、掉

绳、抱索器松动、吊座翻翘、断绳、过速飞车事故等。

1、机械伤害

机械伤害主要发生在托绳轮、电机与减速器对轮处、机头与机尾

驱动轮等转动和运动部位。其原因是架空乘人装置乘坐人员或检修人

员，不注意自我防护或不按规定操作、乘坐，其肢体，所穿衣物、携带

的物品与架空乘人装置转动或运动部件直接接触，引起的夹击、碰撞、

卷人等形式的伤害。机械伤害事故可能造成人体的伤害。

2、触电事故

触电事故主要发生在供电线路、电控开关、按钮、电机等部位。

造成触电的主要原因是不按规定操作电气设备，检修电气设备不停电,

误操作引起短路，人体过于靠近带电体，电缆绝缘老化，造成电弧烧

伤、电流灼伤等。

3、掉绳事故

掉绳事故主要发生在架空乘人装置的机头与机尾驱动轮巷道变

坡点的托绳轮处。易造成吊座拖地运行、钢丝绳夹在拖绳轮与支架间

或钢丝绳打在托梁上,致使吊座聚集、掉座,影响架空乘人装置的正常

运转和造成乘坐人员的摔伤。掉绳事故发生的原因有钢丝绳张紧力下

降、托绳轮安装偏离钢丝绳中心、压绳轮安装不到位、吊座受外力作

用翻翘。

4、掉座事故

掉座事故的主要原因是吊椅抱索器松动、损坏或抱索器与吊椅之

间的连接螺拴脱落。掉座事故易造成乘坐人员摔伤。架空乘人装置沿

线均可能发生掉座事故。

5、抱索器松动

抱索器松动的主要原因是钢丝绳由于受力直径变细或抱索器卡

爪松动。抱索器松动容易造成吊座沿钢丝绳方向向下滑动，致使多个

吊椅挤在一起或掉座。

6、吊椅翻翘

吊椅翻翘的原因：乘坐人员在上下车或乘车途中动作不规范，致

使吊椅前后或左右摆幅过大，吊杆与托绳轮碰撞,将吊椅翘起，乘坐人

员违反规定携带超长、超宽、超重物件，将乘坐人员和吊椅顶起，引起

翻翘，吊椅通过安装不合格或不完好的托绳轮时，易造成吊椅上翘。

吊椅翻翘事故还可引起掉绳、造成吊椅和托绳轮等设施的损坏，

严重时可能引起断绳事故。

7、断绳事故

断绳事故的原因：钢丝绳接头搭接长度不够或接头工艺不合格，

钢丝绳不按规定进行检查或维护保养不到位，断丝、断股较多，由于

掉绳、吊椅翻翘事故引起的吊椅聚集,致使钢丝绳局部受力过大,导致

断绳事故。断绳事故在架空乘人装置沿线均可发生。

8、过速飞车

过速飞车事故主要原因是架空乘人装置下行侧乘坐人员人数远

远大于上行侧人数,在停车时制动闸不能有效制动，在重力作用下钢

丝绳会产生下滑，并且速度会逐渐加快。过速飞车会造成人员惊慌,

在下跳过程中易造成摔伤事故。

三、预控措施及注意事项

1、上车时先将双手握紧吊椅杆，然后跨上吊椅座上坐稳，双脚

收回放于脚踏上,严禁将脚触及地面。运行时保持正确坐姿，集中精

神注意前方，不得打瞌睡、不得用手抓摸牵引钢丝绳和托绳以防伤手。

下车时待双脚落地后，迅速避让到行人侧，以免影响后面的人下车。

乘人上下车过程中应保持助跑姿势，以便顺利上下车。

2、乘车人员必须到指定的有明显标志的区域内上下车，严禁越

位乘车。

3、乘车过程中，不得随意摆动吊椅，上下乘车人员途中相遇时，

不得相互寒暄、握手等，以免发生危险，到了下车点必须下车，禁止

越位乘车，以免发生危险。

4、乘车过程中，要注意架空乘人装置的运行状态是否正常、平

稳，若途中发现紧急情况需要停车时，则及时拉动沿线拉线急停开关,

使架空乘人装置停止运行，同时下车，使用就近语音信号装置联系猴

车操作人员，然后到就近的避难胴室等待。待故障排除后方可乘坐。

5、在猴车正常运行时禁止触动各类保护开关，否则会造成人为

的保护停机，影响架空乘人装置的正常运行。

6、乘车人员随身携带物品长度不得超过1.2米，重量不得超过

20kg,所带物品不得拖地运行或横行，能用挎包携带的东西，必须使

用挎包，且严禁随身携带易燃易爆、有毒等危险物品乘车。

7、乘人在乘坐时不允许故意前后左右摆晃吊椅，上下乘人互相

嬉闹，握手、玩打，否则会造成钢丝绳掉下托绳轮或抱索器卡住托绳

轮而发生安全事故，一旦发生紧急情况应立即拉动急停停车，待停车

后检查处理。

8、当更换钢丝绳或松掉重锤重新配重后，重新启动系统运行时，

应按照规定，将钢丝绳空载运行半个班，使钢丝绳内部扭力重新平衡,

并对每个托绳轮和压绳轮的中心与绳索中心偏差调整在规定值内。否

则将会掉绳而伤及乘人安全。

9、驱动轮，迂回轮和托绳轮的轮衬磨损到原厚度的1/3时，须

及时更换，否则将会损坏抱索器，甚至掉绳，驱动轮衬块的过度磨损

会引起飞车事故。

10、操作人员需离开岗位查找故障时，必须按下控制台上的“急

停、禁启”按钮，并挂上“故障检修，禁止启动”的警示牌，并向上

级主管部门报告。当对系统进行全面检修时必须断开总电源开关，挂

上“设备检修，禁止合闸”的警示牌，并派专人监护。

第六章采煤机制动器失效下滑专项管控措施

一、工作面概况

我公司综采工作面为倾斜煤层，坡度在17°~26.5。之间，一旦

发生煤机下滑伤人事故，严重威胁人员、财产等安全，为预防此类事

故的发生，特编制此专项管控措施。

二、采煤机基本参数

1、MG200/530-WD型，采高2.4〜3.5m,供电电压1140V滚筒中

心距13507mm,总装机功率930kW,牵引力886〜532KN,截割电

机功率400kWX2,牵引速度0〜7.1〜8.7m/min,牵引电机功率55kW

X2,机面高度：1411mm,泵站电机功率20kW,过煤高度636nlm,滚

筒类型;镐型截齿重型滚筒（方形连接），中部卧底量350mm，滚筒直径

61800mm,适应工作面倾角W35°,滚筒截深/宽度800/870mm,整机重

量255t。

2、MG400/930-WD型，采高2.4〜3.5m,供电电压3300V滚筒中

心距11895mm，总装机功率530kW,牵引力687〜562KN,截割电机功

率200kWX2,牵引速度0〜7.7-12.8m/min,牵引电机功率55kWX2,

机面高度：1589mm,泵站电机功率20kW,过煤高度770mln,滚筒类型；

镐型截齿重型滚筒（方形连接），中部卧底量350mm,滚筒直径61800mm,

适应工作面倾角W38°,滚筒截深/宽度800/870mm,整机重量260t。

三、造成采煤机下滑事故发生的因素

1、综采队检修工检修不到位，导致煤机制动器失效，煤机下滑。

2、采煤机泵站油路故障，导致制动器抱死打不开或无法关闭。

3、制动器摩擦片损坏未及时更换，无法抱住煤机。

4、采煤机电控故障，不牵引、偷停、无法停机。

5、采煤机内、外牵引损坏，机身重，导致自由下滑。

四、预防采煤机下滑的安全技术措施

1、带班队长要随时检查采煤机作业，采煤机行走范围内有无闲

杂人员及设备，启动前必须发出警告，确保采煤机无人时，方可作业。

2、安全员要不定期地检查，一经发现不按规定作业，必须对其

进行相应处罚。

3、采煤机司机必须经过培训，并经考试合格发证后，方可持证

上岗，其他人员不得上机操作。

4、采煤机行走期间，巷道两边严禁有人，要与两帮保持一定距

离，注意不能碰撞两帮的电缆和水管。

5、司机在工作中必须思想集中，精力充沛，开机前和生产中要

确保采煤机工作范围内无人；采煤机摇臂机尾摆动范围内严禁站人。

6、采煤机工作时，工作面风流中瓦斯浓度必须小于1%,否则必

须停机处理后方可生产。

7、司机必须认真学习《作业规程》，经考试合格后方可操作。

8、严禁空顶作业和无水作业。

9、采煤机停止运转时，无论何种原因都必须关闭主断路器。

10、采煤机工作时，检查工作面的顶板和支护情况，要严格执行

敲帮问顶制度，确定工作面安全可靠方可进行生产，否则必须停机处

理后方可生产。

11、严禁甩掉各种保护强行开机。

12、采煤机割煤时要密切注意顶板、煤帮的情况，若有不安全因

素要立即退出设备，待处理好后方可重新进行生产。

13、退机时确保采煤机司机距机尾5m以外，运输机距帮1.5m以

上且摆动范围无其他人员，采煤机停机后方可通知司机拉电缆。

14、停机前必须将采煤机退出工作面，停放在支护完好的顶板下，

并将铲板、截割头落至底板，摇臂降至最低位置，关闭主断路器、上

锁。

15、采煤机退机时，挂电缆人员必须穿反光效果较好的工作服，

头戴完好的警示灯，手戴合格的高压绝缘手套。

16、采煤机司机在采煤机切槽、采垛时，采煤机司机在有支护的

地方向外拉电缆，待采煤机运输机机尾退到有支护区域并停机后，将

电缆挂在机尾电缆钩上，并撤到安全区域，通知采煤机司机用采煤机

将电缆带出空顶区。

17、采煤机司机必须随时观察刮板机运行情况，异常情况，必须

立即停机观察，确认无安全隐患后才能开机作业。

18、每日检修工对采煤机制动器进行检查，发现摩擦片磨损严重

或制动器失效时，必须采取专门措施，对煤机进行防滑保护，方可处

理故障，直至完好后方可开机。

19、带班队长要随时检查采煤机检修工是否按照规定作业。

20、采煤机检修工按照作业规程规定每周检查煤机油质和电控箱,

对污染的油质和老化的线路及时进行更换，防止管路堵死，制动器无

法作业或电路故障，导致煤机下滑。

21、一旦发现内、外牵引故障，必须第一时间在顶板支护完好的

区域停机，前后摇臂下降到最低，顶到煤墙，采取必要的防滑措施，

方可进行检修操作，防止煤机下滑伤人。

第七章储装运栈桥皮带专项管控措施

一、储装运概况

我公司储装运胶带共有6部，均为上运式带式输送机，坡度在

12°-16.3°之间，煤矿储装运系统担任全公司运煤、销售重任，一

旦发生断带、打滑、煤肝自落伤人事故，严重威胁人员、财产等安全，

为预防此类事故的发生，特编制此安全技术措施。

二、输送机基本参数

1、1#栈桥带式输送机

1#栈桥101胶带胶带输送机为单电机驱动，电机型号为：

YBBP355M1-4,功率：220kw,胶带宽度1400mm,长度124.075m,胶

带强度PVG1250S,接头数目2个，为上运式胶带，坡度15.3°,转

速为2m/s,运输能力为1200t/h。

2、2#栈桥带式输送机

2#栈桥201胶带胶带输送机为单电机驱动，电机型号为：

YB3-315L1-4,功率：160kw,胶带宽度1400mm,长度84.43m,胶带

强度PVG1250S,接头数目2个，为上运式胶带，坡度16.2°,转速

为2m/s,运输能力为1200t/h。

3、3#栈桥带式输送机

3#栈桥802胶带胶带输送机为单电机驱动，电机型号为：

YBK2-280S-4,功率：75kw,胶带宽度1000mm,长度204m,胶带强度

PVG1250S,接头数目4个，为上运式胶带,坡度12°,转速为1.6m/s,

运输能力为226.23t/ho3#栈桥901胶带胶带输送机为单电机驱动，

电机型号为：YBK2-280-4,功率：90kw,胶带宽度1200mm,长度124.19m,

胶带强度PVG1250S,接头数目3个，为上运式胶带，坡度12°,转

速为1.6m/s,运输能力为350t/ho

4、4#栈桥带式输送机

4#栈桥801胶带胶带输送机为单电机驱动，电机型号为：

YBBP355L2-4,功率：315kw,胶带宽度1400mm,长度208.16m,胶带

强度PVG1600S,接头数目2个，为上运式胶带，坡度15.55°,转速

为2m/s,运输能力为950t/h。

5、5#栈桥带式输送机

5#栈桥823胶带胶带输送机为单电机驱动，电机型号为：

YB3-315L1-4,功率:160kw,胶带宽度1400mm,长度81.66m,胶带

强度PVG1250S,接头数目1个，为上运式胶带，坡度16.3°,转速

为2m/s,运输能力为1200t/h。

三、造成断带事故发生的因素

1、皮带机重载紧急停机导致皮带突然受力增大。

2、长时间未进行皮带接口排查，绳芯断裂未及时钉扣。

3、胶带发生分层、开裂现象未及时更换皮带。

4、胶带配套设备故障（清带器、电动毛刷、盖带、滚筒润滑等）

胶带造成断带事故。

5、未按照检修计划检修胶带造成断带事故。

6、电动系统与液压制动系统配合不到位造成断带事故。

7、砰石、托辐进入胶带滚筒造成胶带损伤断带事故。

四、预防胶带断带安全技术措施

（一）设备预防胶带断带事故；

1、队组安排人员检查各胶带托辐、清带器是否牢固可靠、检查

各漏煤口挡煤皮是否有效、统计储装运沿途托辐损坏数量，上报机电

科，将损坏的托辐更换。

2、队组制定每日安排人员检查带式输送机各保护是否安全可靠,

建立带式输送机保护装置台账。

3、定时检查输送机各滚筒的润滑情况，建立输送机润滑、注油

台账，确保滚筒运转正常。

4、队组检修人员每日检查输送机的接口等保护装置、电动毛刷

等是否完好，设备配套是否充足。

（-）人员主动预防胶带断带事故

1、队组建立输送机巡回检查台账，每日将检查记录上报机电科，

机电科根据胶带运行情况制定相应措施。

2、机电科建立带式输送机管理制度并下发至队组，队组严格按

照管理规定使用输送机。

3、机电科和队组共同制定输送机检修制度，并确保队组检修人

员数量配备充足。

4、机电科、队组内部建立输送机管理机构，机电科应安排专人

管理带式输送机，队组安排专人分管输送机，执行内部分工制度。

5、机电科定期对队组检修人员进行培训输送机维护知识和技能,

确保队组检修人员质量达标。

6、机电科制定输送机胶带接头检查时间，根据库存情况，及时

联系厂家备用皮带。

7、制定输送机奖惩制度。奖励发现问题的检修人员，从根源上

预防。

8、制定输送机检修计划，严格按照检修计划对输送机进行全面

检查。

9、发现有皮带机超载（多个工作面同时出煤、出肝）时，皮带机

司机立即联系生产调度，控制各个工作面出煤、出砰时间。

（三）技术预防输送机断带事故

1、机电科分管储装运人员按照输送机管理规定，按时检查皮带

绳芯监测系统是否正常运行，系统发生异常情况及时联系厂家，协调

处理。

2、机电科分管储装运人员将各部皮带机接口完好报告进行备案,

按时进行评估。

3、队组每日安排人员检查输送机接头外观，检查接头是否发生

分层、开裂现象。

4、机电科安排人员每周进行电控系统也液压制动系统配合试验,

发现有跑带、或者启动故障等现象，立即联系厂家处理。

五、造成输送机打滑、煤砰自落伤人事故发生的因素

1、冬季储装运系统各栈桥供暖不足，皮带结冰。

2、储装运管路跑冒滴漏，导致各转载点积水未及时清理。

3、各栈桥煤粉未及时清理，堆积皮带架。

4、输送机挡肝装置及防滑装置损坏失效。

5、未按规定对皮带机进行检修造成皮带机打滑。

六、预防胶带输送机打滑、煤肝自落伤人事故安全技术措施

1、队组安排人员每日检查各胶带挡肝装置、防滑装置是否牢固

可靠、检查各漏煤口挡煤皮是否有效、统计储装运沿途损坏数量，上

报机电科，将损坏的及时更换。

2、队组制定每日安排人员检查带式输送机各保护是否安全可靠,

建立带式输送机保护装置台账。

3、冬季每日检查各栈桥的供暖情况，是否有局部供暖不足皮带

结冰情况，一旦发现立即联系机电科采区有效措施，加强供暖，确保

设备运转正常。

4、队组检修人员每日检查输送机的各转载点积水情况，一旦有

积水立即进行排除，防止水煤堆结冰，皮带打滑。

5、队组每日安排专人对供水管路进行排查，发现跑冒滴漏现象，

立即安排人员处理，对损坏的接头、管路进行更换，避免皮带沿线淋

水、结冰、打滑。

6、机电科定期安排专人对储装运各栈桥皮带转载点进行排查，

严禁漏煤口有积煤、积水，一旦发现煤砰未及时清理从重处罚，避免

煤砰堆积掉落伤人。

7、严禁在设备运行期间，无关人员随意进入栈桥，防止人员行

进过程中，煤肝滚落伤人；检修班每日对输送机的沿线浮煤进行清理,

对各皮带的清扫器进行检查，严禁皮带清扫器底部浮煤堵死。

8、定期对各皮带机配重仓进行清理，防止浮煤及积水堆积造成

配重皮带跑偏，撕裂皮带造成皮带机断带、跑偏、打滑。

9、机电科安排人员每周进行电控系统也液压制动系统配合试验,

发现有跑带、或者启动故障等现象，立即联系厂家处理。

第八章大坡度运输预防断带专项管控措施

一、主运输概况

我公司大坡度胶带共有三架，其中主斜井胶带为上运式带式输送

机，坡度在0°-17°之间，11采区2#煤胶带为下运式带式输送机,

坡度在0°-27°之间，11采区5#煤胶带为下运式带式输送机，坡度

在0°-27°之间，煤矿主运输担任全公司运煤重任，一旦发生断带

事故，严重威胁人员、财产等安全，为预防胶带发生断带事故，特编

制此安全技术措施。

二、输送机基本参数

1、主斜井胶带

主斜井胶带带机型号：DTL140/120/3X710,,输送能力：1200t/h,

带宽：1200mm,运行速度：0-3.Om/s(90%),提升高度:334m,倾角：

0°-17。输送机长度：1411m,胶带接头数目18个，胶带机安装配套

设备钢丝绳在线监测系统一套，液压抱闸系统一套，断带抓捕器设备

一套。

2、11采区2#煤胶带

主斜井胶带带机型号：DTC140/120/3X500,，输送能力：950t/h,

带宽：1400mm,五个档位运行，速度分别为0.6m/s、1.Om/s、1.5m/s>

2.lm/s,2.5m/s,倾角：0°-27°输送机长度：960m,胶带接头数目

19个，胶带机安装配套设备钢丝绳在线监测系统一套，液压盘闸系

统一套，断带抓捕器设备一套，输送机沿途每10m安装一组断带保护

装置和盖带装置。

3、11采区5#煤胶带

主斜井胶带带机型号：DTC160/150/3X630X,，输送能力：1500t/h,

带宽：1400mm,五个档位运行，速度分别为0.5m/s>1.Om/s、2.Om/s>

3.Om/s,倾角：0°-27°输送机长度：847m,胶带接头数目15个，

胶带机安装配套设备钢丝绳在线监测系统一套，液压盘闸系统一套，

输送机沿途每10m安装一组盖带装置。

4、采区工作面皮带机型号：DSJ120/120/2X315,运输能力

1200t/h,胶带宽度B=1200mm,胶带强度PVG1400,带速V=0〜

3.15m/s，输送机倾角3°局部6。，垂直提升高度上运高差约60m,

变频电机功率2x315KW1140V风冷电机1140/660V,控制方式：矿

用隔爆兼本质安全型变频调速装置，卷带装置：JY1200型液压卷带

装置，卷带长度大于100m。

三、造成断带事故发生的因素

1、皮带机过载，多个工作面同时出煤；

2、长时间未进行钢丝绳在线监测，钢丝绳断裂未硫化；

3、胶带发生分层、开裂现象未及时重新硫化接头；

4、胶带配套设备故障（清带器、电动毛刷、盖带、滚筒润滑等）

胶带造成断带事故；

5、未按照检修计划检修胶带造成断带事故；

6、电动系统与液压制动系统配合不到位造成断带事故。

7、砰石、托辑进入胶带滚筒造成胶带损伤断带事故。

四、预防胶带断带安全技术措施

（一）设备预防胶带断带事故

1、队组安排人员检查各胶带托辐、清带器是否牢固可靠、检查

各漏煤口挡煤皮是否有效、统计主斜井胶带、11采区2#煤胶带、11

采区5#煤胶带的沿途托辐损坏数量，上报机电科，将损坏的托辐更

换。

2、队组制定每日安排人员检查带式输送机各保护是否安全可靠,

建立带式输送机保护装置台账。

3、定时检查输送机各滚筒的润滑情况，建立输送机润滑、注油

台账，确保滚筒运转正常。

4、队组检修人员每日检查输送机的盖带、断带保护装置、电动

毛刷等是否完好，设备配套是否充足。

（二）人员主动预防胶带断带事故

1、队组建立输送机巡回检查台账，每日将检查记录上报机电科，

机电科根据胶带运行情况制定相应措施。

2、机电科建立带式输送机管理制度并下发至队组，队组严格按

照管理规定使用输送机。

3、机电科和队组共同制定输送机检修制度，并确保队组检修人

员数量配备充足。

4、机电科、队组内部建立输送机管理机构，机电科应安排专人

管理带式输送机，队组安排专人分管输送机，执行内部分工制度。

5、机电科定期对队组检修人员进行培训输送机维护知识和技能,

确保队组检修人员质量达标。

6、机电科制定输送机胶带接头硫化时间，根据库存情况，及时

联系厂家库存硫化材料。

7、制定输送机奖惩制度。奖励发现问题的检修人员，从根源上

预防。

8、制定输送机检修计划，严格按照检修计划对输送机进行全面

检查。

9、发现有皮带机超载（多个工作面同时出煤、出肝）时，皮带机

司机立即联系生产调度，控制各个工作面出煤、出肝时间。

（三）技术预防输送机断带事故

1、机电科分管主运输人员按照钢丝绳在线监测管理规定，按时

检查钢丝绳在线监测系统是否正常运行，系统发生异常情况及时联系

厂家，协调处理。

2、机电科分管主运输人员将在线监测报告进行备案，按时发送

厂家进行评估。

3、队组每日安排人员检查输送机接头外观，检查接头是否发生

分层、开裂现象。

4、机电科制定输送机胶带紧急硫化措施，机电科应至少随时和

2家硫化厂家联系，确保硫化厂家随叫随到。

5、检修公司的硫化设备，培养公司硫化人员，对于发生分层现

象的地方随时进行冷补处理。

6、机电科安排人员每周进行电控系统也液压制动系统配合试验,

发现有跑带、或者启动故障等现象，立即联系厂家处理。

第九章防止综采工作面采空区自燃发火专项管控措施

一、确保工作面回采最低安全推进速度的措施

采空区中只有自燃氧化带范围内的浮煤才有可能发生自燃，然而

也并非进入采空区自燃氧化带的浮煤都一定会自燃，因为，煤自燃在

低温阶段是一个煤蓄热升温的缓慢氧化放热过程，采空区浮煤自燃还

需要有充足的时间，而且由于工作面不断推进，采空区漏风状态、氧

浓度分布状态和煤体温度变化、自燃条件均发生变化，使得采空区自

燃“三带”范围动态移动。因此采空区浮煤要自燃，还需要具备足够

的时间维持该区域的条件不变，即维持时间必须达到：

式中：为浮煤的最短发火期，丸根据矿井的统计资料，2#煤：

=83d；5#煤：=78do

也就是说工作面的推进速度小于工作面散热带到采空区窒熄带

的最大距离和浮煤最短自然发火期之商时，就有可能发生自燃，即

式中：

为工作面最低安全推进速度()；

为工作面自燃氧化带最大宽度0,取工作面进风顺槽侧，为65m。

根据以上公式计算：

2#煤：=65/83^0.783m/d

5#煤：=65/78^0.833m/d

即当2#煤采煤工作面推进速度大于0.783m/d时一，5#煤采煤工作

面推进速度大于0.833m/d时，工作面无自然发火危险。

在正常回采过程中，由生产科合理组织安排工作面的推进度，确

保工作面回采的最低安全推进速度；如果工作面遇地质构造、设备异

常等特殊情况无法保证最低安全推进速度时一，加强阻化剂的喷洒措施,

视情况启动注浆注氮措施。

二、喷洒阻化剂措施

考虑工作面回采时间及煤层自燃发火周期，阻化剂采用氯化钙。

1、设备及工艺参数

(1)采用WJ-24防灭火阻化多用泵，两泵一箱，一用一备

配套电机3KW双电压(380/660V)防爆电机

最大流量24m3/h

最大压力3.OMpa

最高工作压力＜2.5mpa

(2)1.2m3阻化剂溶液箱；

(3)曲轴连杆机构；

(4)过滤器；

(5)电器开关；

(6)d)13高压胶管阀门；

(7)气雾发生器；

(8)KJ。13mmX25m的高压胶管4根

2、工作面底板浮煤喷洒量，Kg

G=K1•K2•hl•B•L•A

式中G-—按重量计算浮煤一次喷洒量，kg

K1----次喷洒加量系数，取1.2；

K2-—松散(浮煤)密度，1.0t/m3

L--工作面长度，取174m

B----次喷洒宽度，取4.8m

hl-—底板浮煤厚度，取0.05m

A原煤(浮煤)的吸收量，取46Kg/t

经计算，2#煤工作面底板浮煤一次喷洒量为2385kg；按20%浓度

配比，所需阻化剂用量为450Kg；5#煤工作面底板浮煤一次喷洒量为

3975kg,按20%浓度配比，所需阻化剂用量为795Kg。

回风顺槽在超前支护外50m布置一台阻化泵，一用一备，负责采

空区的喷洒工作，大溜电缆槽下方布置一趟管路,每20m安一三通接

一截止阀，阻化泵配一支喷枪，由专人手持喷枪，从支架间隙向采空

区喷洒，每间隔5组支架喷一次，每次喷洒至少6min,流量不小于

35L/mino初采前整个工作面喷洒一次，如遇停产、过断层等情况时，

必须对采空区加大喷洒频率，正常回采期间每日喷洒一次，工作面收

尾期间应加大喷洒频率，班班进行喷洒。

3、安全技术措施：

①阻化管路出口处安截止阀，便于开关液枪。不准把阻化液枪（喷

头）对人或支架等设备喷射，防止液体腐蚀、损坏设备或伤人。

②喷洒时应注意支架完好情况，防止顶部活煤活肝落伤人。在端

头、端尾喷洒时应注意顶板支护情况，不准越过隔离栅栏。

③在拖拉液管时应注意防止胶管被支架或其它物体挂坏。

④设专职电工班班对电气设备进行检查维护，保证完好，不得出

现失爆现象，非专职人员不能对设备进行检修和维护。严禁带电移动

和搬迁电器设备。

⑤润滑油要按要求更换，并保持与油位线一致。工作结束时，必

须将调压手柄调至降压位置，待压力降低后再停机。换活塞碗时要注

意活塞碗和活塞托的方向，并把进水阀片拧紧，装上弹簧垫圈后再拧

紧螺母。

⑥配液工要随时注意观察液箱内阻化剂溶液的剩余量，液泵不可

无液空转。配液时要保证水质清洁，不能含有任何杂物。

⑦阻化剂要规范管理，不得乱放，液箱中的阻化剂每次必须喷洒

完并用清水冲洗液箱，液箱中不得残留阻化剂。剩余的未用阻化剂要

交到工具房，妥善保管。

⑧设专用记录台帐，每次喷洒完，必须将喷洒时间、喷洒量、喷

洒人员、工作面推进情况等记录清楚。

⑨综采队要设专职泵站司机、喷洒工和配液工，每日进行一次喷

洒工作。

⑩禁止往支架明柱或立柱上喷洒阻化剂，如果不小心把阻化剂喷

洒到支架明柱或立柱上时，要及时用清水冲洗。

三、预防性防灭火注浆措施

1、启动注浆条件：

(1)根据《煤业有限公司矿井防灭火设计》当2#煤温度超过120℃

即指标性气体分析有C2H4出现时，当5#煤温度超过110C即指标性

气体分析有C2H4出现时，说明煤已经进入了加速氧化阶段，此时应

开启灌浆防灭火系统。

(2)参照潞安集团《“一通三防”管理制度》，自然发火工作面

推进不正常，且监测到发火标志气体时，可参照以下规定进行处理：

①采空区氧化带束管监测CO浓度超过12Ppm或上隅角、架间CO

气体浓度超过8ppm,且呈上升趋势时，必须加快推进速度，同时根

据工作面实际情况向采空区注浆或封堵工作面上下隅角连续注氮，并

在满足安全要求的前提下，调低工作面风量。

②采空区CO气体浓度超过24ppm,或上隅角、架间CO气体浓度

超过15ppm,且呈上升趋势时，应在初期措施的基础上，根据工作面

初期措施实施效果判定火源方位，适于采空区注浆时要采取措施连续

注浆，不适于注浆时要连续注氮气或二氧化碳。

③工作面任一测点出现下列现象之一时，必须临时封闭工作面，

采取连续注惰性气体或其它可行性防灭火措施，且进行封闭施工作业

时，其他区域所有人员必须全部撤出：

a、工作面出现烟雾、煤油味等现象；

b、监测到烯煌、快煌类气体，或CO以外的矿井《防灭火专项设

计》中确定的自然发火标志性气体；

c、监测到CO浓度升幅210ppm/d,且呈上升趋势。

d、在一个最短发火周期内工作面未推过氧化带时。

2、灌浆工艺

在风井工业场地附近建设黄泥灌浆系统，负责向井下灌浆，大巷

内敷设D133X6mm灰色注浆无缝钢管，回采工作面回风顺槽敷设D108

X5mm灰色注浆无缝钢管，均为专用管路。采用埋管灌浆法，即在放

顶前沿回风顺槽在回采工作面采空区预先铺好预埋灌浆管(10〜20nl

的钢丝缠绕管)，预埋管一端通采空区，一端接高压胶管(长20〜30m),

胶管与灌浆主管路、注浆泵站相连，每天按放顶步距逐渐收缩灌浆管,

从而使预埋管始终保持在采空区15m左右。

3、灌浆材料的选择

灌浆材料必须满足以下要求：

(1)不含可燃物或助燃物；

(2)粒径直径小于2mm,细小粒子(粒径直径小于1.5mm)占75%；

(3)主要物理性能指标：比重2.4〜2.8,塑性指数9〜14,胶体

混合物25〜30%,含砂量25〜30%；

(4)易脱水，又具有一定的稳定性；

(5)具有能与较少的水混合成浆液的能力，运输时不堵塞管路或

泥浆池;

(6)便于开采、运输和制备，来源广，成本低。

黄土浆液满足注浆材料成浆性能指标，所以灌浆材料选择黄土。

4、灌浆管路布置

2#煤层管路布置为：

地面集中灌浆站一11采区回风平胴-11采区2#煤回风上山-＞各

工作面回风顺槽一工作面采空区。

5#煤层管路布置为：

地面集中灌浆站一11采区回风平胴-11采区2