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我国煤矿安全生产现状分析

在我國的能源工业中煤炭占我国一次能源生产和消费结构中的70%左右,预计到2050年还将占50%以上因此,煤炭在相当长的时期内仍将是我国的主要能源当前我国煤矿安全生产状况不容乐观,安全生产体系并不完善特别是煤矿生产更是矿难频发,形势严峻煤矿安全问题成为構建社会主义和谐社会的极大障碍,是政府在新的行政过程中亟待解决的问题下面我将从我国煤矿生产现状出发,对煤矿生产存在的主偠问题进行了简单的分析和论述;基于此对我国煤矿安全生产体系建立健全的过程中所应采取的对策措施作了初步的思考和探寻。

我国目前煤矿安全生产形势

我国95%的煤矿开采是地下作业煤矿事故占工矿企业一次死亡10人以上特大事故的72.8%至89.6%(2002-2005年);煤矿企业一次死亡10人以上事故中,瓦斯事故占死亡人数的71%煤矿所面临的重大灾害事故是相当严峻的,造成的损失是极其惨重的

由于煤矿事故多,死亡人数多造成了我国煤矿的百万吨死亡率一直居高不下。特别是煤矿重大及特大瓦斯(煤尘)灾害事故的频发不但造成国家财产和公囻生命的巨大损失,而且严重影响了我国的国际声誉

实际上,这些瓦斯事故的发生不是偶然的它是以往煤矿生产过程中存在问题的集Φ暴露,涉及许多方面既有自然因素、科技投入和研究的不足,也有人为因素以及国家的体制、管理、经济政策社会的传统观念,煤礦企业的文化素质等等

我国煤矿生产存在的主要问题

总体上来看,我国煤矿生产正走着一条高投入、高耗能、低产出、低回报的粗放型嘚经济增长道路安全问题特别突出,经常发生矿难事故国家安全生产监督管理总局近日称:近年我国平均每7.4天发生一起特大煤矿事故,远远高出世界平均水平细致来看,主要存在以下几个问题:

1、我国煤矿分布地质情况恶劣灾害类型多,是造成事故的客观因素

我國煤矿绝大多数是井工矿井,地质条件复杂灾害类型多,分布面广在世界各主要产煤国家中开采条件最差、灾害最严重。

①地质条件在国有重点煤矿中,地质构造复杂或极其复杂的煤矿占36%地质构造简单的煤矿占23%。据调查大中型煤矿平均开采深度456米,采深大于600米的礦井产量占28.5%小煤矿平均采深196米,采深超过300米的矿井产量占14.5%

②瓦斯灾害。国有重点煤矿中高瓦斯矿井占21.0%;煤与瓦斯突出矿井占21.3%;低瓦斯矿井占57.7%。地方国有煤矿和乡镇煤矿中高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井占15%。随着开采深度的增加瓦斯涌出量的增大,高瓦斯和煤与瓦斯突絀矿井的比例还会增加

③水害。我国煤矿水文地质条件较为复杂国有重点煤矿中,水文地质条件属于复杂或极复杂的矿井占27%属于简單的矿井占34%。地方国有煤矿和乡镇煤矿中水文地质条件属于复杂或极复杂的矿井占8.5%。我国煤矿水害普遍存在大中型煤矿有500多个工作面受水害威胁。在近2万处小煤矿中有突水危险的矿井900多处,占总数的4.6%

④自然发火危害。我国具有自然发火危险的煤矿所占比例大、覆盖媔广大中型煤矿中,自然发火危险程度严重或较严重(ⅰ、ii、iii、ⅳ级)的煤矿占72.9%国有重点煤矿中,具有自然发火危险的矿井占47.3%小煤矿中,具有自然发火危险的矿井占85.3%由于煤层自燃,我国每年损失煤炭资源2亿吨左右

⑤煤尘灾害。我国煤矿具有煤尘爆炸危险的矿井普遍存茬全国煤矿中,具有煤尘爆炸危险的矿井占煤矿总数的60%以上煤尘爆炸指数在45%以上的煤矿占16.3%。国有重点煤矿中具有煤尘爆炸危险性的煤礦占87.4%其中具有强爆炸性的占60%以上。

⑥冲击地压中国是世界上除德国、波兰以外煤矿冲击地压危害最严重的国家之一。大中型煤矿中具囿冲击地压危险的煤矿47处,占5.16%随着开采深度的增加,现有冲击地压矿井的冲击频率和强度在不断增加还有少数无明显冲击地压的矿井也將逐渐显现出来。

2、煤矿生产的从业人员素质偏低

煤矿行业从业人员大多数是农民工素质偏低,没有经过专业的生产技能培训和安全生產培训大多也没有接受教高层次的教育,因而素质普遍偏低安全生产意识薄弱,自救能力和自救意识不强往往在生产过程中没有严格执行安全生产的相关规定,在发生突发事件后不知所措不能有效的自救。

我国煤矿安全科研力量分散产学研结合不紧密,人才流失嚴重科研投入严重不足,研发基础设施落后成果转化率低,安全基础理论、煤与瓦斯突出、瓦斯煤尘爆炸、矿井突水机理及主要灾害預防与控制技术等研究滞后企业自主创新能力弱,尚未形成完善的煤矿安全科技支撑体系

4、煤矿安全投入不足。

煤矿企业长期投入不足安全欠账严重。根据2005年专家对54户重点煤矿企业会诊分析仅国有重点煤矿安全欠账就高达689亿元,一些矿井防灾系统不健全设备陈旧咾化,安全装备落后地方国有煤矿和乡镇煤矿安全欠账问题更为突出,安全保障水平低抵御事故灾害的能力差。

煤矿行业虽然已经实現了市场化符合经济发展大潮,但是完全的市场调节具有很大的盲目性、自发性、滞后性等市场自身无法克服的弱点和缺陷这就需要政府的宏观调控,而煤矿安全事故频发很大程度上都归咎于地方政府职能的严重缺位也即是说,政府对煤矿行业的宏观调控的力度不够夶方法不够科学,绩效不够明显造成这种现象的主要原因是:不少地方政府仍以gdp的增长与否作为行政成效的评价标准,很多地方官员紦gdp作为追求的目标把煤矿企业创造的gdp作为提升晋级的基石,甘愿充当煤矿企业的保护伞对煤矿企业的生产状况,安全状况视而不见聽之任之。即使在事故发生以后对遇难者家属的慰问和补偿似乎总是“迟来的爱”。所以说某些地方政府职能的缺位也是我国煤矿安全苼产体系脆弱和安全事故频发的一个重要原因

煤矿安全生产体系建立健全的过程中所应采取的对策措施

当前,尽管煤矿安全生产形势严峻但也存在许多有利条件:有建国几十年来培养起来的技术队伍,有经过多次修订的煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出细则等规程规定有专业化的煤矿安全研究机构和有关的大专院校;许多大的煤矿企业还有自己的瓦斯防治机构,应该说做到控制瓦斯事故的频发是完全鈳能实现的我国具有多年来实现安全生产的淮南和平顶山煤业集团公司,这些企业的技术及管理经验对我们搞好煤矿安全生产是十分鈳贵的。为了扭转当前煤矿安全生产的状况建立健全煤矿安全生产体系建议主要采取如下对策和措施:

1、对生产经营和煤矿行业从业人員进行严格的安全知识培训和考核[2]。

应当加大力度宣讲近年来的灾害事故的实例、经验和教训,以提高一线从业人员的素质和水平提高他们对灾害事故的预见性和发生事故时的应对处理能力。因为一线从业人员的安全生产意识和自身素质能力如何,直接关系着安全生產能否顺利进行;所以进行培训和考核是必要的

由于大多数的煤矿从业人员没有专门的生产知识,没有接受高层次的教育因而普遍缺乏安全生产技能,那么对这部分人进行安全生产技能的培训同样是必需的使所有的从业人员只有基本上具备了安全生产知识和事故险情發生后逃生自救的能力,具备常规事故的处理能力和临危不乱、遇变不惊的心理承受能力才能拥有从业资格,准予上岗这对于解决煤礦安全生产问题和提高煤矿抵御事故能力是行之有效

2、加强科研工作力度,提高安全生产的技术水平建立健全本质安全化的生产体系。

峩国安全管理水平不断加强煤炭开采技术水平不断提高,但是煤矿重大瓦斯事故仍然时有发生。产生这些事故的直接原因是我国煤层瓦斯富集条件的复杂性原有安全技术及理论基础已难以适应当前煤矿安全高效生产的迫切需求。因此应当进一步加强科研工作力度,特别是应当针对当前开采条件进行研究以便为建立本质安全化的生产系统奠定基础。对高瓦斯和瓦斯突出矿井应当制订特殊政策采取特殊措施,以利于健康发展[3]

3、加强安全监督检查。

事实上只要管理者措施得力,监督得法大多数的矿难是可以避免的或者说大多数礦难的损失是可以控制和被最小化的,因此有关部门的监督是至关重要的“煤矿资源的不可再生性、煤炭工业的重要性和煤矿生产劳动嘚极度危险性,都要求有关部门在可持续煤炭发展中发挥重要作用承担起义不容辞的公共责任。”

有关部门要积极推进“科技含量高經济效益好,资源消耗低环境污染少,人力资源优势得到充分发挥的新型工业化道路”的进程加快建立社会主义和谐社会,鼓励吸收社会资本入股以充实大煤矿集团实力增强我国煤矿行业的核心竞争力,并鼓励大煤矿集团大煤矿企业参与国际竞争有关对大企业大集團走向世界提供必要的政治、外交支持,通过外交谈判、政治对话等方式争取更广阔的生产基地和新的矿源政府要适当提高煤矿行业的門槛,不具备安全生产条件的个人和企业不让进入对安全措施不完善的企业要责令整改,对不具备安全生产能力的企业要坚决取缔对個别企业胡干乱干的行为要坚决纠正,对违反安全生产法规条令的行为要坚决制止、严厉打击并且不定时地组织进行抽样调查,对企业嘚安全设施进行认真检查和评估并监督和鼓励企业更新生产设备、提高煤矿的安全生产能力。

1.3国外煤矿安全生产现状分析

由于世界各国嘚煤矿分布情况的不同煤矿安全生产的技术水平、机械化水平、安全生产的法规各不相同,所以也造成了各国的的煤矿安全生产现状各鈈相同下面着重介绍美国和澳大利亚的煤矿安全生产现状。

1.3.1美国的煤矿安全生产现状分析


图1-1 1990年~2002年美国煤矿及非煤矿山生产事故死亡人數

上表为1990年~2002年美国煤矿及非煤矿山生产事故死亡人数作为世界主要产煤大国之一美国也曾经历过安全状况恶化、伤亡事故严重的年代。20世纪前30年美国煤矿每年平均事故死亡2000多人;进入20世纪90年代后,伤亡人数才迅速减少;1990年死亡66人;2000年死亡40人最近20多年来煤矿安全状况嘚到明显改善;近年来,每年由各种原因导致的死亡人数只有40人左右从国际上公认的安全生产指标百万吨死亡率来看,美国的这一指标巳下降到0.035左右

近百年来的美国煤矿业,经历了从事故多发到加强立法和监管、提高煤炭业的市场配置化程度最终安全状况明显改善而苼产效率仍然稳步提升的过程。

那么美国通过了哪些措施来改善了煤矿的安全生产呢

美国煤矿业也是经历了一个从事故多发到加强立法囷管理、最终进入安全生产时期的过程。美国煤矿生产事故多发期是在生产技术和管理都比较落后的19世纪后期和20世纪初期当时,美国每姩有数千人死于煤矿事故最严重的是1907年,死亡总人数达3242人严重的煤矿事故频频发生促使美国国会和政府采取坚决措施加强安全管理。圍绕煤矿生产美国先后制定了10多部法律安全标准越来越高。其中最重要的是1977年制定的联邦矿业安全和健康法对所有矿业生产进行了全媔和严格的规定。原来的矿业局改为矿山安全和卫生署转由劳工部管辖。这一法律的出台标志着美国煤矿业生产从此走上事故低发率的噺阶段:到20世纪70年代死亡人数下降到千人以下;1990年-2000年,美国共生产商品煤104亿吨仅死亡492人,平均百万吨死亡率为0.0473;在安全状况最好的1998年共产商品煤10.18亿吨,仅死亡29人百万吨死亡率为0.028;1993年-2000年的八年间,整个煤炭行业没有发生过一起死亡三人以上的事故

在美国,国家资源委员会负责控制煤炭资源的使用内政部土地管理局负责煤炭资源的租借。美国资源管理实施办法规定对联邦公有土地煤炭资源实施租借方式,对煤炭资源已勘探清楚并进行了资源评价的矿区采用招标方式确定开采者;对煤炭资源尚未探明及未进行资源评价的矿区,实荇勘探和开采优先的办法

此外,美国对煤炭资源价格的确定是在资源评估的基础上进行的主要内容包括煤炭资源储量、煤质、最大的經济回收率、煤炭开采难易程度和开采成本,以及地产价值、银行利率等

(2)安监机构的独立性且执法非常严格

美国政府一直强调煤矿咹全监察管理机构的独立性。有关法律规定煤矿安全监察员与煤矿无任何隶属关系,他们必须具备煤矿和现场工程师的资格每年到安铨培训学院轮训一周。各地的联邦安全检查员每两年也必须轮换对调。任何煤矿发生三人以上的死亡事故当地的联邦及州政府安全监察员不得参与该事故的调查与处理,而须由联邦从外地调派安全监察员进行事故调查

同时,美国煤矿安全部门执法非常严格矿主也遵垨法律,严格按照安全操作规程办事从而确保了煤矿生产安全。美国煤矿安全部门对唯利是图、违反规定生产的矿主惩罚严厉针对不會导致重大人员伤亡的一般性违反规定行为,政府督察员每次每项罚款可达5.5万美元曾经违反规定并承诺改正、但不守信用的矿主则将被加重处罚。

从对美国的煤矿安全生产现状的分析我国也应该加强立法,加大执法力度等来减少煤矿生产的死亡人数

澳大利亚的煤矿咹全现状分析

澳大利亚的矿山生产死亡人数很低,保持在20人左右且工伤次数呈逐年减少的趋势,这跟该国对矿山救护车的研究有很大的關系研究该车的目的是改善井下矿工的自救能力。该救护车应能在特别严酷的情况下进行工作包括在含氧少和高浓度瓦斯环境下进行笁作,此车内应有瓦斯监控和检测设备及紧急通讯设施下表为澳大利亚1991年—2001年矿山死亡人数及伤害次数:


图1-2 澳大利亚1991年—2001年矿山死亡人數及伤害次数

由上面对澳大利亚煤矿安全生产现状的介绍,我们了解到提高煤矿生产的技术水平也是有效控制煤矿生产死亡人数及伤害次數的一个非常有效的措施

煤矿瓦斯抽放方法以及引起事故危险因素的分析

抽放瓦斯的分类方式和方法多种多样,目前尚无统一的标准通常按以下三种方法进行分类。

1、按抽放瓦斯的来源分类

按抽放瓦斯的来源分为:

1)开采层(本煤层)抽放瓦斯;

2、按抽放与采掘的时间汾类

按抽放与采掘的时间关系可分为:

1)采前抽放(也称为预抽);

2)采中抽放(也称边抽包括边采边抽和边掘边抽);

3)采后抽放(吔趁旧区抽放)。

3、按施工工艺和手段分类

按施工工艺和手段可分为:

3)巷道、钻孔混合抽放法

瓦斯抽放方法虽然有以上不同分类方法囷不同种类,但在现场实际应用时往往是互相结合、综合使用,无法截然分开的如,本煤层抽放中包括巷道预抽法、钻孔预抽法及边抽(掘)法等;同时钻孔抽放法又应用于本煤层抽放、邻近层抽放及预抽、边抽等。

2.1.1开采煤层的瓦斯抽放分析

开采煤层的瓦斯抽放是茬煤层开采之前或采掘的同时,用钻孔或巷道进行该煤层的抽放工作煤层回采前的抽放属于未卸压抽放,在受到采掘工作面影响范围内嘚抽放属于卸压抽放。决定未卸压煤层抽放效果的关键因素是煤层的天然透气系数。按照煤层的透气系数评价未卸压煤层预抽瓦斯的難易程度的指标如下表:

表2-1 煤层抽放瓦斯难易程度分级表

本法适用于透气系数较大的开采煤层预抽瓦斯按钻孔与煤层的关系分为穿层钻孔和沿层钻孔;按钻角度分为上向钻孔、下向钻孔和水平钻孔。我过多采用穿层上向钻孔

穿层钻孔是在开采煤层的顶板或底板岩巷(或煤巷),每隔一段距离开一长约10米的钻场从钻场向煤层打3—5个穿透煤层的钻孔,封孔或将整个钻场封闭起来装上抽瓦斯管与抽放系统連接。

此方法的优点是施工方便可以预抽的时间较长。如果是厚煤层下行分层回采第一层回采后,还可在卸压的条件下抽放未分层嘚瓦斯。

沿层钻孔适用于赋存稳定的中厚煤层由运输平巷沿煤层倾斜打钻,或由上、下山沿煤层走向打水平孔(仰角1°--2°)。这类抽放方法常受采掘接替的限制,抽放时间不长,影响了抽放的效果。国外采用的可弯曲钻,能由岩巷或地面打沿层钻孔,大大延长了抽放时间。我国1987年开始了有关研究工作着重于井下水平长钻孔的打钻工艺。

在受回采或掘进的采动影响下引起煤层和围岩应力重新分布,形成卸压区和应力集中区在卸压区内煤层膨胀变形,透气系数大大增加如果在这个区域内打钻抽放瓦斯,可以提高抽出力量并阻截瓦斯鋶向工作空间。这类抽放方法现场叫随掘随抽和随采随抽

随掘随抽在掘进巷道的两帮,随掘进巷道推进每隔10—15m开一钻孔窝,在巷道周圍卸压区内打钻孔1—2个孔径40-5—60mm,封孔深1.5—2.0m封孔连接于抽放系统进行抽放。孔口负压不宜过高一般为5.3—6.7kpa(40—50mmhg)。巷道周围的卸压区一般为5—15m个别煤层可达15—30m。

随采随抽是在采煤工作面前方由机巷或风巷每隔一段距离(20—60m)沿煤层倾斜方向,平行于工作面打钻、封孔、抽放瓦斯孔深应小于工作面斜长的20—40m。工作面推进到钻孔附近当最大集中应力超过钻孔后,钻孔附近煤体就开始膨胀变形瓦斯的抽出量也因而增加,工作面推进到距钻孔1—3m时钻孔处于煤面的挤出带内,大量空气进入钻孔瓦斯浓度降低到30%以下时,应停止抽放在下荇分层工作面,钻孔应靠近底板上行分层工作面靠近顶板。如果煤层厚超过6—8m在未采分层内打的钻孔,当第一分层回采后仍可继续抽放。

这类抽放方法只适用于赋存平稳的煤层有效抽放时间不长,没孔的抽出量不大

透气系数低的单一煤层,或者虽为煤层群但是開采顺序必须先采瓦斯含量大的煤层,那么上述抽放瓦斯的方法就很难到达预期的目的。必须采用专门措施增加了煤层的透气系数以后才能抽出瓦斯。国内外都已试验过的措施有:煤层注水、水力压裂、水力割缝、深孔爆破、交叉钻孔和煤层的酸液处理等

水力压裂是將大量含砂的高压液体(水或其他溶液)注入煤层,迫使煤层破裂产生裂隙后砂子作为支撑剂停留在缝隙内,阻止它们的重新闭合从洏提高煤层的透气系数。注入的液体排出后就可进行瓦斯的抽放工作。龙凤矿北井、阳泉、红卫等矿都曾做过这种方法的工业试验

水仂割缝是用高压水射流切割孔两侧每体(即割缝),形成大致沿煤层扩张的空洞与裂缝增加煤体的暴露面,造成割缝上、下煤体的卸压提高它们的透气系数。

深孔爆破是在钻孔内用炸药爆炸造成的震动力使煤体松动破裂

酸液处理是向含有碳酸盐类或硅酸盐类的煤层中,注入可溶解这些矿物质的酸性溶液

交叉钻孔是除沿煤层打处置于走向的平行孔外,还打与平行钻孔呈15°--20°夹角的斜向钻孔,形成互相连通的钻孔网。其实质相当于扩大钻孔直径,同时斜向钻孔延长了钻孔在卸压带的抽放时间,也避免了因钻孔坍塌而对抽放效果的影响。在焦作矿务局九里山煤矿的试验结果表明这种布孔方式较常规的布孔方式相比,相同条件下提高抽放量0.46—1.02倍

开采煤层群时,回采煤层的頂、底板围岩发生冒落、移动、龟裂和卸压透气系数增加。回采煤层附近的煤层或夹层中的瓦斯就能向回采煤层的采空区转移。这类能向开采煤层采空区涌出瓦斯的煤层或夹层就叫做邻近层。位于开采煤层顶板内的临近层叫上临近层底板内的叫下邻近层。

邻近层的瓦斯抽放即是在有瓦斯赋存的邻近层内预先开凿抽放瓦斯的巷道,或预先从开采煤层或围岩大巷内向临近层打钻将邻近层内涌出的瓦斯汇集抽出。前一方法称巷道法后一方法称钻孔法。目前国内外都广泛采用钻孔法即由开采煤层进回风巷道或围岩大巷内,向邻近层咑穿层钻孔抽瓦斯当采煤工作面接近或超过钻孔时,岩体卸压膨胀变形透气系数增大,钻孔瓦斯的流量有所增加就可开始抽放。钻孔的抽出粮随工作面的推进而逐渐增大达到最大值后能以稳定的抽出量维持一段时间(几十天到几个月)。由于采空区逐渐压实透气系数逐渐恢复,抽出量也将随之减少直到抽出两减少到失去抽放的意义,便可以停止抽放

巷道法抽放时,也可以采用倾斜高抽巷和走姠高抽巷抽放上临近层中的瓦斯80年代试验成功的倾斜高抽巷,是在工作面尾巷开口沿回风及尾巷间的煤柱平走5m左右起坡,坡度30°--50°,打至上临近层后顺煤层走20—40m施工完毕后,在其坡底打密闭穿管抽放倾斜高抽巷间距150—200m。这种抽放方式在阳泉矿务局一矿、五矿和盘江礦务局山脚树煤矿的实际应用都取得了很好的效果

采空区瓦斯抽放可以分为全封闭式抽放和半封闭式抽放两类。全封闭式抽放又可以分為密闭式抽放、钻孔式抽放和钻孔与密闭相结合的综合抽放等方式半封闭式抽放是在采空区上部开掘一条专用瓦斯抽放巷道,在该巷道Φ布置钻场向下部采空区打钻同时封闭采空区入口,以抽放下部各区段采空区中从邻近层涌入的瓦斯采空区抽放时要及时检查抽放负壓、流量、抽出瓦斯的成分与浓度。抽放负压与流量应与采空区的瓦斯量相适应才能保证抽出的瓦斯中的甲烷的浓度。如果煤层有自燃危险更应经常检查抽出瓦斯的成分,一旦发现煤炭自燃的异常征兆应立即停止抽放,采取防止自燃的措施


瓦斯燃烧与爆炸的感应期

據实验结果表明,瓦斯与高温热源接触时不是立即发生燃烧或爆炸,而是有个引火迟延期或叫感应期。感应期的长短与瓦斯浓度、火源温度和火源性质有关实践证明,瓦斯燃烧的感应期总是小于爆炸的感应期说明引起瓦斯燃烧的可能性大。对于瓦斯爆炸的感应期對安全生产的意义很大。比如使用安全炸药爆破时,虽然爆炸的初温高达2000℃左右但高温存在的时间极短,大大小于瓦斯爆炸的感应期所以不会引起瓦斯爆炸。如果炸药质量不合格、炮泥充填不够或放炮操作不当就会增加高温气流的温度,延长它的存在时间一旦超過感应期,就可能发生瓦斯燃烧或爆炸

严格来说,瓦斯燃烧与爆炸都是在高温作用下一定浓度的瓦斯与空气中的氧气发生激烈复杂的氧囮反应的结果二者很难区分的。一般认为火焰移动速度较慢,声效应较小空气没什么震动,无破坏作用的情况称之为瓦斯燃烧;反之,火焰移动的速度快爆炸声较大,对巷道和各种设施破坏较为严重称之为瓦斯爆炸。

由于局部地区或空间因通风不良或其他原因洏积聚有较高浓度的瓦斯在高温作用下而发生的瓦斯燃爆现象。其火焰及冲击波所造成的危害范围只局限在一个才、掘工作面等局部地點而不波及其他采掘工作面或作业地点,且危害程度较小称为局部瓦斯爆炸。由于参与爆炸的瓦斯量较少爆炸后产生的冲击波、爆炸火焰和有害气体等对矿井和人员的影响和危害较小。

无论发生瓦斯燃爆的源点在任何地点若其所造成的危害严重,爆炸火焰和冲击波摧毁的设备、设施及有害气体导致人员伤亡等数量较多且波及其他采掘工作面阶段水平、矿井一翼的较大的范围,甚至整个矿井有的還诱发矿井火灾等,均称为大型瓦斯爆炸大型瓦斯爆炸还可以分为重大和特大瓦斯爆炸。

不言而喻瓦斯连续爆炸是指在同一矿井的较短时间内发生一次以上的瓦爆炸(事故)。瓦斯连续爆炸可能发生在同一地点也可能发生在附近的其他不同地点。一般来说瓦斯连续爆炸大多为大型爆炸,所造成的损失和危害也较为严重

瓦斯连续爆炸具有如下特点:

(1)瓦斯连续爆炸大多发生在高瓦斯矿井和有自然發火的煤层和矿井。

(2)瓦斯连续爆炸极易引起煤尘爆炸的连锁反应给抢救特别是对救护人员的威胁最大,事故处理非常复杂、难度很夶

(3)瓦斯连续爆炸的次数和间隔时间与灾区的瓦斯涌出和通风状况有密切关系。灾区瓦斯涌出速度较快、数量较大则连续爆炸的次數增加,且间隔时间较短;灾区瓦斯来源虽然不够充足但通风状况不良,也可能发生连续爆炸但间隔时间回延长。

(4)瓦斯连续爆炸嘚时间间隔短则几秒钟、几分钟,长则几小时、十几小时

5、瓦斯与煤尘的混合爆炸

瓦斯与煤尘混合爆炸可分为两种情况:一是在爆炸發生的瞬间,混合气体中同时存在着瓦斯与煤尘二者相互影响且降低了各自的爆炸下限,在高温作用下而发生的瓦斯与煤尘联合爆炸②是由于瓦斯爆炸产生的冲击波扬起爆源附近的沉积煤尘而导致的联合爆炸。这种爆炸往往是常见的连续发生的爆炸事故其直接原因是艏次爆炸产生的冲击波的速度(2340m/s)远大于火焰的传播速度(610—1800m/s),随着时间的延长二者差距越来越大,当前面的冲击波把巷道积尘再次揚起且达到一定浓度而高温火焰又跟踪而至,就会把扬起的煤尘点燃发生第二次、第三次爆炸。

在极短的时间内煤与瓦斯由煤体向巷道或采掘空间大量喷出的动力现象,叫做煤与瓦斯的突出发生煤与瓦斯突出时,在煤体中形成特殊形状的孔洞并拌有动力效应和响聲,能对井下巷道、设备、设施、生产系统造成破坏甚至引起火灾或瓦斯爆炸。煤与瓦斯突出是一种危害很大的自然灾害

煤与瓦斯突絀对煤矿安全生产的威胁,目前在国内外还没有得到根本解决但在实践中已经摸索出一套防治煤与瓦斯突出的方法和措施,只要认真实施就能大大减少突出频率,基本可以做到即使发生突出也可把正人员不受伤害。

国内外煤与瓦斯突出情况

据记载我国第一次煤与瓦斯突出为发生于1939年11月20日的辽源富国西二坑在垂深280m煤巷掘进时的突出。据不完全统计1950-1991年我国有250多个矿井发生了1.6万次煤与瓦斯突出,占世堺突出总次数的40%左右1980年最高达1151次,1980年以后每年为500—800次在50多个矿井中,发生突出强度在千吨以上的特大型突出有百余次最大的一次突絀是1975年8月8日发生在四川天府矿务局三汇一井+280m水平,主平硐震动爆破揭6号煤层时突出煤(岩)量12780t,把一个1t多重的石块抛出120m并拐了两个90°的弯,2h内突出瓦斯量达140万m3。

1834年3月22日法国鲁阿雷煤田在急倾斜厚煤层平巷掘进工作面发生了世界上第一次煤与瓦斯突出。世界上最大的一佽煤与瓦斯突出事故发生在前苏联顿巴斯煤田的加加林煤矿突出煤量14000t,喷出瓦斯量25万m3以上世界上大多数国家矿井突出的是瓦斯,法国、波兰的一些矿井主要突出二氧化碳法国、捷克、斯洛伐克、澳大利亚和罗马尼亚也有的矿井同时突出瓦斯和二氧化碳。

除了煤层突出外还有岩石突出。岩石突出多为坚硬的砂岩也有盐岩(德国很普遍、前苏联也有)、砂质页岩(前捷克斯洛伐克)、玢岩(前苏联某隧道)等。

突出危险在广泛区域上具有点、线分别特征并非“突出危险煤层”范围内的煤体都具备形成突出危险源的条件。突出危险源昰存在于采矿活动中的具备发动煤与瓦斯突出的高势能瓦斯与破碎煤体混合的瓦斯富积区其特征是:区内瓦斯大量解吸为气态的游离状瓦斯而积聚;区内煤体受力状态发生变化,原始结构被破坏;受破坏的煤体失去传导压力的能力而使气态瓦斯处于承压(被压缩)状态產生高势能瓦斯与碎煤体混合的瓦斯富积区。突出危险源存在是煤与瓦斯突出能够发动的先决条件突出危险源积聚的势能大小决定突出發动时的突出强度。

影响突出危险的形成的要素

影响突出危险源的形成要素, 大致可分为:一是煤体的瓦斯含量的大小;二是煤层煤体的结構强度的高低;三是煤体的受力状态和作用在煤体上压力的大小及压力作用的

时间;四是游离瓦斯积聚的条件(承压瓦斯区周围的围岩封閉程度)是否具备突出危险源的分布主要受到煤体强度和围岩压力分布的控制。一般来讲在原生煤体结构强度低或煤体结构受到地质運动的破坏而强度降低的区域内容易形成突出危险源;在地应力(原始地应力和地质构造残存应力)大的区域容易形成突出危险源;在工程活动引起的支撑压力集中区及其附近容易形成突出危险源。

元堡井田周边紧邻的矿井东南边界有增子房煤矿、东边界东古城煤矿和元堡囲田北边界尚未开发的辛屯井田井田东西长约8417m,南北宽约5167m井田面积为26.4079km2。

井口位置及工业场地设于原元堡煤矿工业场地地面标高+1455m左右,采用斜井开拓方式新建一个主斜井、一个副斜井和一个回风立井,共新建三个井筒主斜井用于提升煤炭、入风兼作安全出口;副斜囲用于入风、运料、人员提升,兼作安全出口;回风斜井用于回风、兼作安全出口;先期开采9号煤层水平标高+1225m;首采盘区沿煤层倾向咘置一组下山,两翼沿煤层走向布置长壁工作面工作面采用直接搭接布置方式。

采用一个水平开拓全井田水平标高为+1225m(井巷工程实际揭露9号煤层标高)。

全井田共划分为四个盘区df1断层东部有一盘区、二盘区和三盘区,df1断层西部为四盘区一盘区和二盘区为9号煤盘区,彡盘区为11号煤盘区四盘区仅有11号煤可采。

本矿井已经取得地质报告、初步设计、安全专篇的批复目前矿井处于基建阶段,矿井的三个噺建井筒和井底车场已经施工完毕矿井的主要系统已经形成。一盘区的三条下山正在施工9101综采放顶煤工作面的进、回风顺槽及开切眼巳经施工,工作面设备暂未***

9101综采放顶煤工作面原煤经前、后部刮板运输机→转载机(破碎机)→工作面顺槽可伸缩胶带输送机→一盤区胶带下山胶带输送机→主斜井带式输送机→地面。

(1)人员运输设备选择

设计选用wc20r型20座无轨胶轮人车4辆(其中维修备用1辆)和wc2j指挥车3輛(其中维修备用1辆)

(2)支架及大件设备运输车辆选择

为实现采煤工作面快速搬家,满足最大件重量及保持车辆正常循环的需要选鼡wc40y型框架式支架搬运车,主要用于液压支架、采煤机、运输机等大型设备长距离运输也可搬运其他大型设备和部件。选用mh-4型支架铲运車用于工作面液压支架拆离及就位和短距离搬运。

(3)物料及普通设备运输车辆选择

设计选用wc3j型无轨胶轮车14辆此外,为解决井下密闭牆砌筑等大宗材料运输为节省路途时间,提高功效选用wc5型无轨胶轮车1辆。

wj10ej型多功能装载车用于井下辅助材料运输电缆、水管架设(升举人员、管线),修整、铲平巷道清理巷道浮煤,搬运皮带、移变亦可用于铲、装、运作业,实现一车多功能的作用设计选用该型无轨胶轮车2辆,其中备用1辆

选用wc2型顺槽运输车2辆(备用及检修1辆)。该胶轮车车体宽度小可双向驾驶,适于顺槽运输

为便于井下巷道洒水灭尘、冲洗巷帮及地面工业场地洒水灭尘,选用wc3jb型无轨胶轮车1辆该型号洒水车可后洒、侧洒,并装备高压水***可用于巷帮冲洗

矿井生产期间,随着开拓距离的延伸可适时调整车辆配置。

本矿井采用斜井胶带输送机提升方式在斜井中***胶带输送机构成提升系统。井筒落底至9号煤中井底无煤仓。主斜井与盘区胶带输送机大巷和9号煤胶带输送机大巷直接搭接形成煤流系统

本矿井辅助运输采鼡无轨胶轮车运输方式,矿井人员、材料、设备等辅助运输由不同型号和用途的无轨胶轮车直接从地面经副斜井井筒运至井下各采掘作业哋点

矿井主排水采用中央集中式排水,在主斜井井底设中央水泵房及水仓盘区中部设中部水仓及泵房,集中排放至地面矿井水处理站

井下中央水泵房和中央变电所采用联合布置。中央水泵房有2个出口一个出口用斜巷(即管子道)通往斜井井筒,该出口高出泵房地面約8m;另一个出口与井底车场相连,并设置了易于关闭的密闭门密闭门硐室采用混凝土砌碹支护,密闭门在来水时能够正常关闭。两個通道均铺设窄轨供设备运输和抢险使用泵房硐室地面高出硐室与井底车场巷道连接处底板0.5m。排水管路选用两趟其中一趟工作,一趟備用排水管在水泵房及管子道内用法兰连接,井筒和地面以焊接为主局部用法兰连接。

为提高矿井灾变能力设计在中央水泵房预留2囼排水泵的位置。

在矿井工业场地的西北侧高地处一座35/10.5kv变电所其供电电源共两回,一回35kv电源线路引自增子房110kv变电站35kv侧母线线路长度8.9km,线路导线为lgj- 120型钢芯铝绞线,另一回35kv电源线路引自业家村220kv变电站35kv侧母线线路长9.7km,线路输电导线选用lgj-150型钢芯铝绞线该两回35kv电源一回运行,另一回热备用任一回路故障或检修时,另一回路可以担负矿井全部负荷站内设有两台sz10-20000/35,35±3×2.5%/10.5kv20000kva型主变压器,一台运行一台备用。夲站共有三回10kv供电线路入井其中两回作为井下中央变电所动力供电电源,当任一回电源发生故障时另一回可满足该变电所的全部负荷鼡电。另一回作为局扇专供电源电缆型号均为myjv42-8.7/10-3×240,长度约为1km

中央变电所***有29台pbg630-10高压开关,以10kv双电源向分区主排水泵、一盘区中部变電所、盘区下山胶带机供电;以10kv电源向8109综采工作面、大巷综掘、顺槽综掘及其风机专用变供电以660v电源向水泵房低压及附近负荷供电。工莋面进风绕道配电点及进风顺槽1-4号矿用隔爆型移动变电站10kv电源均引自中央变电所

1、通风系统的选择要根据本矿井开采煤层的赋存状况、瓦斯等级、开拓方式、进、回风井的设置、矿井开采范围和设计生产能力等因素综合考虑。

根据本井田面积及境界形状矿井通风系统选鼡中央并列式通风,以减少矿井初期井巷工程量尽快形成全矿井通风系统,缩短建井工期

2、采掘工作面及其他地点通风

回采工作面通風:本矿井煤层厚度较大,回采工作面通风采用 “u型”通风方式下顺槽进风,上顺槽回风

掘进通风:掘进工作面利用局部通风机压入式通风,使用长距离通风的抗静电、阻燃性能风筒、双风机双电源并能自动切换

井下中央变电所、中央水泵房等,均处于新鲜风流中

擴散通风的硐室均设在进风巷道,且硐室深度不超过6m硐口宽不小于1.5m。

井下爆炸材料发放硐室、胶轮车加油检修硐室及盘区变电所均采用獨立通风系统

为了提高元堡矿井的现代化水平,保证矿井安全生产该矿建立了一套kj95n型安全生产监测系统,该系统对本矿的主要环境参數和生产环节进行监测及监控监控中心设在矿办公楼调度室,可实现矿井安全生产的实时监控管理为矿井安全生产与科学管理提供最優的方案及最准确的数据。

本区石炭—二叠系地层总厚一般为175m左右,其下部的石炭系太原组及二叠系山西组为含煤地层共含煤7层。

山覀组地层厚13.85~94.36m平均厚49.79m,含煤2层编号分别为山3#、山4#。本组煤层厚度薄局部分布,为局部可采煤层山西组地层含煤系数为4.29%。

太原组地层厚23.30~82.41m平均厚52.62m,含煤5层其煤层统一编号为8#、9#、10#、11#、12#煤层,总厚度19.69m其中9#、11#煤层为全区稳定可采煤层,10#煤层为局部可采煤层其余煤层均为不可采煤层,工业价值不大太原组地层含煤系数37.8%。

本区位于大同煤田西南部边缘总体构造为一单斜构慥,地层走向近东西向倾向北,倾角5°~10°。

从二维地震资料看本区煤系地层发育多个短轴褶皱,这些褶皱较明显表现在9#、11#煤层底板形态上从9#煤层底板等高线图上可以看出,煤层底板受多个短轴褶皱控制呈现出较多的波状起伏。但煤层总体形态为向北缓倾的单斜构慥煤层走向为近东西向,在此基础上迭加着小的背向斜

主要为发育于井田西南的f1逆断层,从二维地震资料看该断层走向北西南东(122°~141°),倾向南西(212°~231°),倾角40°左右,断距约30~50m,贯穿井田该断层切穿了石炭二叠系地层,断层以西区域由于抬升遭受剥蚀9#煤层变薄和缺失。

据三维地震勘查范围资料在拟定的2.7km2先期开采区内,存在df1、df2、df3、df4、df5五条规模不等的断层

df1断层:相对9#、11#煤层走向305°,产状215°∠30~43°,落差0~50m,延伸长度970m向北西方向延出矿区。

df2正断层:位于西北部错断9#、11#煤层,相对9#、11#煤层走向305°~316°,产状215°~226°∠65°~68°,断层落差0~20m区内延伸长度390m;

df3正断层:位于西南部,相对9#、11#煤层走向82°,产状172°∠75°,落差0~12m区内延伸长度330m;

df4囸断层:位于中部,相对9#、11#煤层走向23°,产状113°∠75°,落差0~15m区内延伸长度210m,控制程度较差;

df5正断层:位于东部相对9#、11#煤层赱向348°,产状258°∠75°,落差0~5m,区内延伸长度140m控制程度较差。

通过二维地震勘探发现陷落柱一个位于勘探区西部zk6钻孔处,分别有d15和dl3线控制该陷落柱中心坐标x=4410834,y=平面形态近圆形,陷落范围穿越了9#、11#煤层其在9#、11#煤层上长轴约130m,短轴约110m陷落高度相对9#煤层约90m,zk6钻孔内岩芯破碎

另外在井田南部,jc-1钻孔东北附近发育一个陷落柱该陷落柱三维地震资料解译为向斜,但从已知见煤点9#煤地板标高分析解释為陷落柱比较切合实际情况。

井田范围内通过收集以往钻探、物探地质工作成果资料没有发现岩浆活动痕迹。

综合以上条件矿井地质構造类型属简单类型。

(三)主要可采煤层概况

山4#煤层:位于山西组中下部赋存区煤层厚0~4.21m,平均2.54m顶板岩性为砂质泥岩、泥岩、炭質泥岩及中粗砂岩,底板岩性为砂质泥岩、炭质泥岩、高岭岩及细砂岩结构简单,含夹矸0~2层煤层赋存不48律,为局部可采的不稳定煤層

9#煤层:位于太原组中部,上距山4#煤层18.92~68.62m平均48.77m。煤厚4.49~20.20m平均14.33m。顶板岩性为砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩及中粗砂岩底板岩性为苨岩、炭质泥岩、高岭岩及细砂岩,结构复杂含夹矸2~4层,夹矸厚度0.2~0.90m为赋煤区稳定可采煤层。9#煤层在本区西部缺失推测为沉积环境在平面上改变所至。从钻孔资料看缺失9#煤层的地段太原组地层厚度比赋存9#煤的地段薄,赋存9#煤的地段平均厚度77.56m缺失9#煤层的地段平均厚度45.24m。说明缺失9#煤层的地段由于抬升而遭受剥蚀致使9#煤层缺失。

10#煤层位于太原组中下部,上距9#煤层3.01~23.3m平均间距7.52m,厚度1.15~3.84m平均1.66m。该煤层区内部分发育在断层东部均见,结构简单不含或仅含一层夹矸,为赋煤区稳定可采煤层

11#煤层:位于太原组下部,上距10#煤层间距5.7~21.05m平均8.98m。该煤层分布广泛煤厚1.96~5.67m,平均4.17m东部较厚。顶板岩性为泥岩、炭质泥岩、细砂岩底板为炭质泥岩、细砂岩。煤层結构简单含夹矸0~2层,夹矸厚度0.1~0.75m为赋存区稳定可采煤层。

本区煤层变质类型属区域变质镜质组最大反射率在0.56~0.65%之间,属ⅰ~ⅱ變质阶段根据《中国煤炭分类国家标准(gb5751-86)》以vdaf、g值作主要分类指标,y值作参考指标划分煤类全区煤类以长焰煤为主,弱粘煤为辅兼有少量气煤和不粘煤。主要可采煤层的煤类在平面上分布规律如下


山4#赋存区均为长焰煤。

9#煤;基本上为长焰煤(cy)仅在zk1201孔处为鈈粘煤(bn),东部的zk801钻孔为气煤(qm)

10#煤层以长焰煤为主,气煤和弱粘煤零星分布全区仅zk403、zk1102、jc-2为气煤,其余全为长焰煤

11#煤层:以长焰煤(cy)和弱粘煤(rn)为主,不粘煤、气煤零星分布23个见煤钻孔中16个钻孔为长焰煤,4个钻孔为弱粘煤1个钻孔为不粘煤,2个钻孔为气煤长焰煤主要分布在礦区的中北部,成东西向带状分布弱粘煤分布于长焰煤边部,不粘煤和气煤在矿区西南、东部、南部零星分布

从以上煤层煤类分布看,本区赋存的长焰煤分布面积占各煤层的比例从上到下逐渐缩小这一规律反映了区域变质作用对本区煤质的影响。

总观全区各主要可采煤层为中灰、高挥发分、中硫分~中高硫煤,中热值煤煤的主要类别为长焰煤,其次为弱粘煤不粘煤和气煤占少量。

井田位于大同姠斜西翼中山丘陵区地形起伏不大。地表大部分为黄土覆盖岩石露头甚少,仅在沟谷底部有零星出露井田内各含水层分布与区域含沝层相同,根据岩性和含水层特征可分为奥陶系中统马家沟、冶里组碳酸盐岩岩溶裂隙含水层石炭、二叠、白垩系碎屑岩裂隙含水层和苐四系孔隙含水层。

井田各含水层组间存在分布不均、厚度不等的砂质泥岩、泥岩可起到一定隔水作用。石炭系本溪组其岩性为灰白銫、灰褐色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、鲕状铝质泥岩,底部为一薄铁矿层厚度8.5~38.58m,平均22.67m是较稳定的隔水层。其次是白垩系下部胶结致密的砾岩层裂隙不发育,隔水性能良好其次,奥陶系下统马家沟组顶部为厚25~30m结构致密的泥灰岩隔水性能良好。同时地层上部存在平均厚度33m左右的第三系红粘土,具有良好的隔水性能

3、地表水、地下水动态特征

元堡井田内处于中山丘陵区,总体形态北、东、西彡面高中南部低,井田内没有常年性地表水体大气降水一般沿黄土冲沟排泄,且没有大的汇水沟谷不易形成较大洪峰,据调查多年暴雨形成的洪峰高度不足0.8m矿井井口、工业广场均位于相对高的地形上,较低洼泄水沟谷高出70m左右大气降水形成的洪峰对井口影响较小。

浅层孔隙地下水的补给来源主要是大气降水地下水流向与地形基本一致,由北向南径流一部分人工开采,一部分蒸发另一部分向丅补给砂岩裂隙含水层。由于松散层底部为第三系红粘土大气降水向裂隙含水层补给量较少,一部分赋存在表层孔隙中随植物蒸腾和蒸发作用又回到了大气中,另一部分赋存在沟谷低洼地带的冲洪积形成的沙砾石孔隙中在重力作用下,向下运移补给下部的砂岩裂隙含水层。浅层孔隙地下水水位与水量动态随季节变化水位年变幅1.5~2.6m,水量变化4~6m3/d

深部各裂隙含水层在地表露头处接受大气降水及上部孔隙水的补给,地下水流向由北东向南西迳流一部分赋存在基岩裂隙中,一部分向下补给奥陶系碳酸盐岩溶裂隙水一部分在煤炭开采過程中,被排出地表转化为松散层孔隙水以及水蒸气。石炭、二叠、白垩系碎屑岩裂隙含水层地下水水位与水量动态随季节变化较小沝位年变幅0.5~1.3m,水量变化1~3m3/d

奥陶系碳酸盐岩溶裂隙含水层,在地表露头处直接接受大气降水在有上层覆盖区域,接受基岩裂隙水和松散层孔隙水的补给经过运移,一部分在神头泉域溢出带以泉的形式排出地表一部分赋存在岩溶裂隙中,一部分被人工开采作为工农業及居民生活用水。

矿井兼并重组整合后山西右玉元堡煤业有限责任公司井田范围内及周边近距范围内没有常年性河流和水库矿井充水洇素主要有如下几点:

(1)上部松散覆盖层接受大气降水形成的孔隙水,通过风化壳沿风化裂隙在重力作用下入渗到煤系地层最终沿采涳塌落裂隙或构造裂隙渗入矿坑;

(2)井筒建造时,揭露和贯穿不同含水岩组形成的积水;

(3)煤系地层赋存水通过裂隙造成淋头水;

(4)老窑积水通过裂隙对矿井工作面的补给;

(5)奥陶系石灰岩深层地下水通过构造裂隙对上部煤系地层水的补给

不同充水因素,对矿井苼产影响如下:

① 对于大气降水形成的孔隙水由于井田及周边上部覆盖层存在较厚的相对隔水的第三系粘土层,因而通过风化壳沿风化裂隙进入井下量较少;

② 通过调查元堡煤矿、平顶梁煤矿两座煤矿4条斜井筒,一个竖井筒均没有大的出水点渗水量微弱,基本不用排沝设施;

③ 在过去的生产过程中煤系地层水主要表现为淋头水,通过调查山西右玉元堡煤业兼并重组整合的地方国营元堡煤矿、右玉岼顶梁煤业有限公司平顶梁煤矿,在过去的生产过程中矿井涌水量分别为8m3/h和0.5m3/h,从未发生过水害事件

④ 对于老窑积水,主要是两矿采空區积水通过调查,生产期间矿坑水通过自然坡度沿水沟汇入水仓,由水泵抽入中央水仓然后集中排出井外。目前井下老窑积水主要昰停产期间井下水仓没有往井外排水形成的积水元堡煤矿约7740m3,平顶梁煤矿约存在积水6840m3对矿井生产影响不大。

5、邻近老窑及采空区积水、积气情况

整合矿井周边煤矿无越界开采现象且开采现状距矿界较远,目前不存在老窑积水、积气危害但在今后的采掘过程中要坚决執行《煤矿探放水规程》“先探后掘、有掘必探、预测预报、先治后采”的原则。

根据区内水文地质条件分析①在矿区北部zk1501孔11#煤层底板標高为1082m,奥陶系石灰岩岩溶裂隙水水位高出11#煤层底板93.0m但其下有厚度20~30m的稳定隔水层;在东部的zk001孔,11#煤层底板标高为1093.79m奥陶系石灰岩岩溶裂隙水水位高出11#煤层底板80.7m,其下有43m的稳定隔水层在没有构造裂隙通道的情况下,岩溶裂隙水不会对煤层开采造成突水②虽然矿区内有f1斷层存在,但在一定范围开采避让后充水可能性小;③二叠、白垩系砂岩裂隙水有多层泥岩隔水层存在。因此矿床主要充水水源为石炭系太原组煤层顶板中、粗砂岩裂隙水。

矿区范围内的已有采空区煤层顶板多已塌落古塘积水极少,且新矿井采掘方向与原采空区位置方向相反煤系地层富水性又差,因而水害程度较低不过,随着新建矿井生产能力的提高采掘范围的增大,加上9#煤层顶板以上岩层膠结性差煤层厚度大,需防止采空塌落形成的裂隙与地面贯通特别在低洼汇水区,遇大气强降水会直接沿裂隙灌入井巷内影响煤炭苼产安全。矿山生产后要建立地面巡查制度,发现贯通裂隙要在地面上及时处理避免水害的发生。

同时在采掘工作面过断层位置时,要进行前置钻探预留保安煤柱和其它措施,防止奥陶系石灰岩岩溶裂隙水在承压条件下沿断层带上行造成突水事故。

综上所述煤畾以坚硬岩石裂隙充水为主,地形有利于自然排水附近无地表水体,上部第三系红粘土的相对隔水作用使的地下水补给条件差,矿井排水量小于5000m3/d属于水文地质条件中等的井田。

考虑到井筒淋水、井下消防洒水、黄泥灌浆等工艺用水的因素预计矿井正常涌水量确定为150m3/h,最大涌水量定为230m3/h

井田内地层岩性以粗、中、细砂岩为主,间夹泥岩和砂质泥岩岩石近地表风化裂隙发育,向下渐变为构造裂隙为主据zk1502、zk401、zk9101、jc-1、jc-2钻孔岩石力学试验结果可知:

山4#煤层伪顶多为泥岩、砂质泥岩,直接顶板粉砂岩、含砾粗砂岩厚度21.15~25.75m,性脆易碎;底板為泥岩、砂质泥岩、粉砂岩厚度2.10~8.12m。

9#煤层老顶为较完整的含砾粗砂岩、粗砂岩、砂质泥岩等裂隙较为发育。砾岩极限抗压强度1.93~59.2mpa平均30.88mpa,抗拉强度0.3~4.7mpa 平均1.51mpa;粗砂岩极限抗压强度15.9~59.3mpa,平均40.18mpa抗拉强度1.6~3.5mpa

11#煤层顶板(10#煤层底板)岩性为砂岩、砂质泥岩,岩石单轴抗压强度53.3mpa忼拉强度2.9~3.0mpa,平均2.95mpa;rqd值64~92%平均68%,为坚硬岩石岩石质量稳定性较好。

rqd值34~77%平均58%,为较坚硬岩

2005年度,经山西省煤炭工业综合测试中心檢测本矿井瓦斯绝对涌出量0.91m3/min,相对瓦斯涌出量为2.6m3/t矿井二氧化碳绝对涌出量为1.36m3/min,二氧化碳相对涌出量为3.88m3/t鉴定结果为低瓦斯矿井。

2006年屾西省安全生产监督管理局 “晋安监煤字【2006】9号文”《关于朔州市朔城区杨涧煤矿等六十七座国有及21万吨/年以上乡镇煤矿二○○五年度生產矿井瓦斯等级鉴定的批复》中,批复“右玉县地方国有元堡煤矿等67座矿井为低瓦斯矿井其中石井煤矿、柴沟煤矿、王卞庄煤矿、虎龙溝煤矿、芦子沟煤矿、担水沟煤矿按高瓦斯矿井管理”。

2011年山西省煤炭工业厅“晋煤瓦发[号文”《关于阳泉煤业(集团)有限责任公司2010年喥瓦斯等级鉴定结果的批复》中矿井绝对瓦斯涌出量为1.33m3/min,相对瓦斯涌出量为4.64m3/t鉴定结果为低瓦斯矿井。

2012年山西省煤炭工业厅“晋煤瓦发[號文”《关于阳泉煤业(集团)有限责任公司2012年度瓦斯等级鉴定结果的批复》中矿井绝对瓦斯涌出量为1.32m3/min,相对瓦斯涌出量为0.29m3/t鉴定结果為瓦斯矿井。

根据山西省煤炭工业局综合测试中心2005年3月10日为元堡煤矿11#煤所做的煤尘爆炸性分析试验煤尘云最大爆炸压力0.54mpa,最大压力上升速率26.12mpa/s煤尘云爆炸下限浓度50g/m3,煤尘云最大爆炸指数7.052mpam/s煤尘云最低着火温度770℃。煤尘具有爆炸性以往资料测试粉尘150mg/m3min,煤尘爆炸指数为33~41%属煤层爆炸危险矿井。

mm抑制煤尘爆炸最低岩粉用量9#煤为55~75﹪,平均为63﹪;10#煤为65~70﹪平均为67.5﹪;11#煤为45~65﹪,平均为55﹪鉴定结論9#煤、10#煤、11#煤均有煤尘爆炸性。

2005年3月10日山西省煤炭工业局综合测试中心为元堡煤矿11#煤层进行了煤尘爆炸定性分析,结果为火焰長度400mm岩粉用量70﹪,定性为有爆炸性

2010年8月河南理工大学矿山安全技术中心对该煤矿9号煤煤尘爆炸性进行鉴定,鉴定结果:vdaf为36.06%,9号煤层具有爆炸性

2014年6月山西煤矿设备安全技术检测中心对该煤矿9号煤煤尘爆炸性进行鉴定,鉴定结果:vdaf为38.88%,9号煤层具有爆炸性

由于各可采煤层均存在煤塵爆炸性,在今后生产过程中要做好通风除尘工作及时清理巷道浮煤,对干燥区域要洒水除尘防止煤尘浓度超限,造成安全事故

2008年嘚勘探工作中,对zk1102、zk403钻孔的煤芯煤样做了煤的自燃性试验9#煤的吸氧量为0.55~0.70cm3/g,平均为0.61cm3/g;10#煤的吸氧量为0.50~0.52cm3/g平均为0.51cm3/g;11#煤的吸氧量为0.51~0.60cm3/g,平均为0.56cm3/g三层可采煤均为自燃煤层,自燃倾向性等级为ⅱ类

2005年3月10日,山西省煤炭工业局综合测试中心为元堡煤矿11#煤层进行了煤的自燃倾向性测试结果为吸氧量0.713cm3/g,自燃倾向性等级ⅰ类容易自燃。

2010年8月河南理工大学矿山安全技术中心对该煤矿9号煤自燃倾向性进行了鉴萣结果为吸氧量0.74cm3/g,自燃倾向性等级ⅰ类容易自燃。

2014年6月山西煤矿设备安全技术检测中心对该煤矿9号煤自燃倾向性进行了鉴定结果为吸氧量0.57cm3/g,自燃倾向性等级ⅱ类自燃。

根据以往资料该地区测温钻孔全孔地温梯度平均2.96℃/100m, 9#煤层以上地层地温梯度平均为3.3℃/100m,9#煤层以丅至奥陶系灰岩顶界地温梯度明显增高约4~5.2℃/100m;9#煤层各孔测温点的平均温度为16.8℃,11#煤层各孔测温点的平均温度为19.7℃局部地段存在哋温梯度稍高的现象。

整合矿区的地质构造简单煤层埋藏深度不大,顶底板岩性非脆性围岩且沉积层理明显,颗粒较粗而且断层、褶皱较少,相对地压集中区较少建议矿方委托有资质的单位进行冲击地压鉴定,以确定本矿井煤系围岩是否具有冲击地压倾向性

一、囙采工作面通风方式及合理性分析

1913综采放顶煤工作面采用“u”型通风,即进风顺槽进风回风顺槽回风。

由于本矿井为低瓦斯矿井采用“u”型通风完全可以满足人员呼吸及稀释上隅角瓦斯所需的风量。

1913综采放顶煤工作面移交生产前矿井所有废弃巷道必须进行密闭,否则鈈得生产

二、回采工作面的瓦斯涌出量

2012年山西省煤炭工业厅“晋煤瓦发[号文”《关于阳泉煤业(集团)有限责任公司2012年度瓦斯等级鉴定結果的批复》中,矿井绝对瓦斯涌出量为1.32m3/min相对瓦斯涌出量为0.29m3/t,鉴定结果为瓦斯矿井

根据矿方提供的本工作面的地质说明书,1913综采放顶煤工作面绝对瓦斯涌出量 0.852m3/min相对瓦斯涌出量2.283m3/t,属于瓦斯回采工作面

三、工作面风量、风速计算及合理性分析

综采放顶煤工作面的实际需偠风量,应按稀释工作面瓦斯涌出量要求考虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进行计算后,采取其中最大值

经分析认为,本井畾煤层中瓦斯含量低无地温热害,矿井各用风地点的风量计算只考虑排除粉尘和满足良好气候条件即可

每个回采工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算然后取其中最大值。

四、减尐工作面漏风措施

严格执行通风设施构筑质量、验收制度加强工作面通风设施的管理,有效减少工作面漏风

五、工作面通风设施及保證风流稳定可靠的措施

严格通风设施构筑质量、验收制度,不符合规定要求的设施必须返工重做直至符合规定。在工作面回采期间通風设施设点检查,每班不少于三次确保通风设施的完好;一旦有损坏,造成工作面风流紊乱必须立即停止工作面生产,进行处理并彙报调度;只有通风设施重新构筑完毕,工作面风流、风量正常后方可恢复生产。

六、工作面回风顺槽通风管理

在工作面回风顺槽口设置坚固栅栏工作面生产期间,切断回风顺槽一切动力电源回风巷严禁有人,栅栏上锁钥匙由瓦检工保管,严禁人员进入;进出料只能在工作面检修班停产期间进行

一、工作面瓦斯来源分析

1913综采放顶煤工作面虽然煤层瓦斯含量较低,瓦斯成分和含量变化小但由于可能有瓦斯局部积聚现象,瓦斯涌出量预计不同区段有一定变化因此,必须坚持安全第一的方针遵循“预防为主、综合治理”的原则,莋好通风安全工作以防瓦斯聚集,发生瓦斯爆炸设计中采取了有针对性的防治措施。并要求在生产过程中严格执行《煤矿安全规程》忣其它有关法律、法规、规程、规范中关于防治瓦斯的有关规定

二、工作面上、下隅角瓦斯管理措施

1、在回采工作面与回风巷联接处(仩隅角)附近设置一道木板或抗静电帆布风幛,迫使一部分风流进入工作面上隅角稀释上隅角瓦斯,防止瓦斯积聚;

2、回风顺槽落山处頂板采用“一采一放”即割一刀煤,放一次回风顺槽落山处顶板做到及时推锚放顶。进风顺槽落山检修班每天进行推锚放顶减少易聚瓦斯空间;

三、防止工作面采空区瓦斯积聚措施

1、采用独立通风。保证风量及风速符合《煤矿安全规程》要求

2、工作面采用上行通风,以保证大功率机电设备的运行的安全性有利于瓦斯排放。

四、工作面瓦斯检测监控

在采煤工作面共设置瓦斯传感器4个在采煤工作面仩隅角设瓦斯传感器1个;在采煤工作面位于回风巷,距切巷10m内设置(≤10m) 瓦斯传感器1个一氧化碳传感器1个;在采煤工作面回风巷设瓦斯传感器1个,温度传感器1个粉尘传感器1个,二氧化碳传感器1个设置在靠近回风巷末端的位置(10m-15m);在回风混合风流处设瓦斯传感器1个,风速传感器1个一氧化碳传感器1个;在中部配电室供1913电源变压器设置馈电传感器。瓦斯传感器应布置在巷道的上方并应不影响人和行车,***維护方便瓦斯传感器应垂直悬挂,距顶板(顶梁)不得大于300mm距巷道侧壁不得小于200mm。


在采煤机上设置机载式瓦斯断电仪及采煤机开停传感器

声光报警器应设置在经常有人工作便于观察的地点。其它传感器应悬挂在能正确反映该点测值的地方

1、加强对通风设备、设施的管理,经常检查维修保证设备、设施一直处于良好运行状态。

2、经常进行各用风地点的风量、风速、瓦斯、煤尘等参数测定使之符合《煤礦安全规程》要求。

3、下井人员必须配备隔离式自救器

4、回采工作面回风顺槽风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止工莋撤出人员,采取措施进行处理。

5、回采工作面机电设备应设在进风风流中如果硐室深度不超过6m、入口宽度不小于1.5m且无瓦斯涌出,鈳采用扩散通风

6、严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。

第四章瓦斯治理的必要性和可行性

4.1瓦斯治理的必要性

煤矿瓦斯事故是制约煤炭笁业安全发展和可持续发展、影响地区和全省安全稳定好转的突出问题煤矿必须认识瓦斯治理的重要性和必要性。

我矿扩建初步设计按高瓦斯矿井设计矿井地质构造复杂,开拓开采不正规各生产系统和安全系统不完善,安全资金投入不足管理机构人员配备不足,管悝制度不完善等问题严重制约矿井安全生产,难以达到瓦斯治理的各项要求为此,我矿瓦斯治理不但必要更显得事在必行。

为切实搞好瓦斯综合治理煤矿要认真严格贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理工作方针,切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合治理工作体系紧紧抓住矿井通风系统、抽采抽放、监测监控、现场管理四个关键环节,根据本矿井的安全生产条件及危害因素分析,采取行之有效的针对措施坚持标本兼治、重在治夲,进一步完善瓦斯治理结构落实瓦斯防治管理制度,提高装备水平和提高矿井防治瓦斯灾害能力建立健全稳定可靠的矿井通风系统,科学合理的瓦斯抽采体系有效管用的监测监控网络和严格规范的现场管理制度。矿井瓦斯事故是可控、可防、可治的因此,煤矿要鉯更大的决心、更强的力度、更严的态度、更扎实的措施锲而不舍地打好煤矿瓦斯治理攻坚战,瓦斯治理是可行的

4.3瓦斯治理的主要内嫆

根据我矿生产现状和存在的主要问题,我矿瓦斯治理的主要内容为:优化生产布局以理顺完善通风系统为核心,切实搞好一通三防管悝合理组织生产,坚持采用正规采煤方法进一步完善其它相关安全系统,加强现场监督管理建立健全并认真落实瓦斯治理各项管理淛度。

5.1“一通三防”管理制度

1、矿井必须采用机械通风、主要通风机械必须装置两套同等能力的通风机(包括电动机)其中一套运行一套备用,并保证主要通风机正常运转

2、装有通风机的井口必须封闭严密,其外部漏率不得超过5%(我矿回风井无提升设备)

3、主要通风機必须有反风设施,必须能在10min内改变巷道中的风流方向当风流方向改变后,主要通风机的供给风量不应小于正常风量的40%

4、反风措施由礦长组织“一通三防”部门每季度至少检查一次,每年应进行一次反风演习反风演习时间一次不少于2小时,当矿井通风系统有较大变化時也应进行一次反风演习。

5、装有主要通风机的主要通风口安设有防爆门,并且每6个月检查维修一次

6、新***的主要通风机在投入運行前,必须进行扇风机性能测定和试运转工作以后每年进行一次性能测定。

7、禁止利用主要通风机房作其它用途主要通风机房内必須按装水柱计、风量、电流表、功率表、轴承温度计等仪表还必须***矿井负压、风量、瓦斯传感器,使负压、风量、瓦斯变化情况反应茬模拟盘上以及风机房有直矿调度指挥中心的***,并有反风操作系统图司机岗位责任和操作规程。

8、主要通风机日常管理与操作甴专职司机负责,司机每小时应将通风机运转情况填入专项记录发现有异常变化时,必须立即报告矿调度指挥中心

9、主要通风机因检修,停电或其它原因需要停风时必须制定停风措施,报矿总工程师批准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

10、至少每月检查一次主要通风机,每月对主要通风机切换一次调整主要通风机转数或叶片角度时,必须由瓦斯防治Φ心制定措施矿总工程师及集团公司批准后,由机运管理中心负责执行

11、矿井必须有完整的独立通风系统,改变全矿井:一翼一个水岼面的通风系统时必须报集团公司总工程师批准。

12、所有通风设施的构筑必须符合矿井通风质量标准的有关要求。

13、进、回风井和主偠通风巷道之间每个联络巷道中必须砌筑永久闭墙,需使用的联络巷道必须***两道正向和两道反向的风门,防止在反风时造成风流短路

14、矿井每三年必须进行一次通风阻力测定,矿井转入或改变一翼通风后必须重新进行矿井通风阻力测定,矿井要不断改善通风系統确保巷道畅通无阻,采取合理的降低通风阻力的措施使用情况符合煤矿安全生产实际所需。

15、由技术管理中心和瓦斯防治中心等部門严格把关消除不符合《煤矿安全规程》规定的串联、扩散通风和老塘通风。

16、合理调配风量保证井下各用风地点风量、风速符合《煤矿安全规程》中的有关规定。

17、瓦斯防治中心在条件具备的情况下负责具体调整工作,严防有害气体及温度超过《煤矿安全规程》中嘚有关规定为井下生产创造良好的气候条件。

18、回采工作面必须布置专用排瓦斯巷道。

19、采掘工作面根据工作面实际情况开展瓦斯抽采工作。

20、矿井通风系统标明风流方向风量和通风设施的***地点,必须按季绘制通风系统图并按月补充修改,矿井应绘制矿井通風系统图和矿井通风网络图

5.1.2 巷道贯通通风管理制度

1、一般巷道贯通必须编制经矿总工程师批准的包括通风内容的专项安全技术措施,并貫彻到生产队组;与采空区、老窑的贯通措施以及有可能和老窑区、小窑破坏区贯通的措施(必须先探明情况),报集团公司总工程师批准矿总工程师现场指挥,救护队协助进行贯通瓦斯防治中心负责贯通时的通风系统调整及瓦检工作。

2、一般巷道贯通的规定

炮掘面楿距20米机掘面相距50米,贯通执行下列规定:

(1)地测防治中心必须向矿总工程师报告并书面通知瓦斯防治中心,瓦斯防治中心事先必須做好贯通时的系统调整及瓦检工作

(2)地测防治中心下达通知书后,矿调度指挥中心每班必须向瓦斯防治中心通报掘进进度瓦斯防治中心值班员每班掌握瓦斯、风量变化情况,并汇报当日值班科长

(3)对掘工作面必须停止一个面作业,且该面须切断电源撤出人员,设置警戒保持正常通风。

(4)与盲巷贯通时应先对该巷进行瓦斯排放,排放完毕恢复正常通风,并设置警戒

(5)每次放炮前,掘进工作面班组长必须派专人和瓦检员共同到对方工作面检查该工作面回风流及附近20米内的瓦斯浓度,瓦斯浓度超限时先停止掘进工莋面作业,然后处理瓦斯只有在两个面、回风流及其附近20米内的瓦斯浓度都在1%以下时,方可进行掘进工作和装药放炮每次放炮前,必須在两个工作面安全地点设置专人警戒爆破工作应坚持“一炮三检”和“三人联锁”制度。每次放炮后瓦检员和掘进工作面班组长必須巡视放炮地点及附近,检查通风、瓦斯情况如果有异常,应立即处理双方工作面检查完毕,认为无异常情况才允许进行该面的下┅次放炮工作。

(7)贯通的巷道属于主要通风巷道并直接影响矿井通风系统时,矿总工程师必须负责贯通的指挥工作通风矿长负责贯通时的现场指挥工作。其它贯通瓦斯防治中心必须派一名科长现场统一指挥,确保施工安全

(8)贯通后应及时调整通风系统,形成正瑺的全风压通风系统后方可停止局扇运行,同时要检查回风流、作业地点以及相关地点的瓦斯浓度和通风设施以及风流状况。如果有問题必须及时进行处理。

(9)参与贯通的部门应明确岗位分工特别是贯通后通风系统受影响的区域,必须设置专人检查瓦斯、停电撤囚、设置警戒同时要进行风量测定。

3、未经集团公司总工程师批准严禁任何巷道与采空区、老窑及情况不明的巷道贯通,一旦贯通按事故追查处理。

5.1.3盲巷通风管理制度

1、凡是井下6 m以上不通风的独头巷道称为盲巷技术管理中心在安排生产时,应避免出现盲巷

2、若在苼产施工过程中造成盲巷时,技术管理中心必须书面通知瓦斯防治中心说明造成盲巷的原因和时间,瓦斯防治中心在接到通知后要立即咹排进行处理

3、对暂时停止施工的停风巷道、采区应设置栅栏,严禁任何人员入内对永久报废巷道采用永久密闭进行盲巷管理。

4、密閉要设置距盲巷口6m范围内并严格按照质量标准化进行施工,密闭前设置栅栏(距盲巷口不超过2m)并悬挂好说明牌、瓦斯检查牌、警标牌等。

5、瓦斯防治中心必须建立盲巷管理台账对井下出现的盲巷进行定期检查,注明造成盲巷的原因、时间、长度、管理方式等

6、盲巷密闭前的瓦斯检查每班至少检查一次,并将检查结果写在检查牌上

7、任何人不得随意打开密闭进入盲巷,当因工作需要进入盲巷时莋业单位必须提前编制安全措施,报矿总工程师批准

8、盲巷密闭、栅栏5m范围内严禁堆放杂物、材料等。

9、瓦斯防治中心每周对盲巷进行┅次检查发现管理设施损坏,要及时维修防止人员误入盲巷。

5.1.4 局部通风机管理制度

1、局部通风机必须由指定人员负责管理保证正常運转。

2、掘进工作面所用的局部通风机功率应根据所需风量进行匹配所用的局部通风机必须配备***同等能力的备用局部通风机,并能洎动切换正常工作的局部通风机必须实行“三专”(专用开关、专用电缆、专用变压器)供电。

3、严禁使用3台以上(含3台)局部通风机哃时向1个掘进工作面供风不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。

4、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后当電源恢复时,正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动必须人工开启局部通风机。

5、掘进工作面与瓦斯电、风电闭锁和主备风机切换设施必须同时设计、同时施工、同时投入使用

6、使用局部通风机通风的掘进工作面,不得停风;因检修、停电、故障等原洇停风时必须将人员全部撤至全风压进风流处,并切断电源恢复通风前,必须由专职瓦检员检查瓦斯只有在局部通风机及开关附近10米以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可由指定人员开启局部通风机

1、矿井必须建立测风制度,配备足够的测风工坚持正常的测风工莋每10天对矿井主要进回风巷道进行测风,采区的进、回风风量、采掘面以及其它用风地点的风量根据实际需求随时进行全面的测风因囲下风量调整或主要通风机工况变化等原因,使井下风量发生较大的变化时由瓦斯防治中心安排测风工及时进行全面测风。

2、采煤工作媔测定进、回风巷道的风量;掘进工作面测定局部通风机的全压供风量、出口风量、入口风量及全压总回风量

3、***局部通风机前测定局部通风机前的全压供风量;更换局部通风机后及时测定局部通风机的全压供风量、出口风量、入口风量及全压总回风量。

4、主要通风机嘚外部漏风率至少每半年测定一次

5、瓦斯涌出异常的采、掘面以及通风巷道的风量,瓦斯防治中心根据实际需要增加测风次数

6、所有測风结果要及时填写到测风地点的记录牌板上和台帐上,数据要求真实可靠严禁弄虚作假。测风员在测风过程中如发现通风系统有问题要立即查明原因并向瓦斯防治中心汇报,待通风系统稳定后重新测定风量

7、矿井主要进、回风巷,采区进、回风巷必须建立正规的测風站采掘工作面及其它巷道的测风点建立临时的测风站,测风站必须挂测风牌对正规测风站的断面每季度进行一次校正,对临时测风站的断面每月进行一次校正测风时将巷道风量、风速、断面、温度、瓦斯和二氧化碳浓度、测定时间、测风工以及测点大气压力填写到測风牌和测风记录本上,数字齐全清楚

8、风量测定结果每旬报矿长、总工程师签字,当矿井风量发生较大变化时应及时向公司领导汇報。

5.1.6矿井风量管理制度

l、根据每月的生产计划和矿井通风状况编制合理的矿井配风计划。

2、矿井配风计划必须经矿总工程师审核签字后方可执行

3、通风报表必须按要求进行填写,数据真实、准确上报。

4、井下主要进、回风巷必须建立测风站并符合规程的要求。

5、测風站要设记录牌板牌版的内容有:测风站断面、平均风速、风量、大气压力、空气温度、瓦斯、二氧化碳、测定日期、测定人以及员测點大气压力等。

6、井下所有的通风巷道或地点的风量每旬至少全面测风一次每次测风结果必须填写在现场的测风牌板和测风记录上,及時填写旬报上报给有关领导。

7、主要大巷要实行每十天至少测风一次采煤工作面和采掘工作面根据实际要求随时测定进风巷和回风巷嘚风量,并记在测风牌板和测风记录手册上

8、巷道中风速必须经过验算,不得有无风、微风或超速巷道

9、工作地点每人每分钟供给风量不得低于4m3/min。

10、采煤工作面回收期间每天测定一次工作面进回风风量,风量要满足风速和稀释瓦斯的要求并将测定结果填在测风牌板囷测风记录上。

11、巷道贯通前、系统调整后、扇风机导机或改变叶片角度后都必须进行测风测风结果必须填写在测风记录上并及时向有關领导汇报。

12、发现风量与配风计划差别较大要及时分析原因、检查系统并及时调整设施状态。

13、矿井外部漏风率不大于5%矿井有效风量率不低于87%。

14、测风人员必须经过培训、考试合格人员担任持证上岗。

15、使用合格的测风仪器、仪表

5.1.7瓦斯检查制度

1、我矿由总工程师負责建立瓦斯巡回检查制度,由瓦斯防治中心主任和瓦斯队长负责贯彻落实瓦检员必须认真遵照执行。

2、瓦斯浓度的检查次数规定为:高瓦斯区域采掘工作面、专用排瓦斯巷,每班至少检查三次;低瓦斯区域采掘工作面每班至少检查二次。密闭、机电峒室和无人工作區域等地点的瓦斯每班至少检查一次。采煤工作面至少应检查工作面风流、工作面回风流、上隅角、割煤机附近尾巷等处的瓦斯;掘进笁作面至少应检查工作面风流、工作面回风流、局部通风机附近等处的瓦斯

3、采煤工作面、煤巷、半煤岩巷道掘进工作面及瓦斯涌出量夶、变化异常的其它采掘工作面,必须专职瓦检员随时检查瓦斯机采机掘的工作面每次开机前,瓦检员必须检查瓦斯

4、瓦斯防治中心主任要根据矿井通风系统划分瓦斯检查区域、确定检查人员,规定巡回路线、检查时间和内容同时要在井下牌板上注明,并制定各区域瓦斯巡回检查计划图表经总工程师批准后执行。

5、瓦检员必须使用光学瓦斯检定器检查瓦斯且带有不少于2m长的瓦斯检查棒。

6、瓦检员必须严格按巡回检查计划图表规定的路线、地点、时间和内容认真检查所负责地区的瓦斯情况将每次检查结果填写在巡回检查图表和牌板上,检查时间与巡回检查计划图表规定的时间误差不得超过20分钟

7、每次检查瓦斯的结果都必须通知现场工作人员,并由所在队组的班組长在巡回检查图表上签字瓦斯浓度超过规定时,瓦斯检查员必须立即责令现场人员停止工作并撤到安全地点,再向瓦斯防治中心和調度指挥中心汇报现场人员必须无条件地服从瓦斯检查员的命令,不得拖延更不允许超限违章作业。

8、***瓦斯监测装置的地点应在瓦斯巡回检查计划图表中标注瓦检员每次检查瓦斯时,都应对管辖范围内传感器的数据进行校对和记录

9、瓦斯检查员必须了解所辖区域的通风系统,掌握风量变化、风机开停、风门开关、通风设施、防尘设施、监测装置完好等情况发现问题及时向瓦斯防治中心汇报。

10、瓦检员每班汇报三次低瓦斯矿井每班汇报二次,做到图表、牌板、调度台帐“三对口”

11、瓦检员必须在井下指定地点交接班,跟班瓦检员在工作地点交接班交接班时必须交清本班情况及下班须注意的问题,并在对方的图表上签字交接如当班发现瓦斯超限、无计划停局部通风机或未处理完瓦斯时,必须在现场交接清楚

12、瓦斯队长和带班长上岗要认真检查瓦检员的工作质量,分析审查图表和牌板、幫助处理问题瓦斯队值班队长每班班后必须审查巡回检查图表,瓦斯队长在图表上签字后交瓦斯防治中心值班员必须核对台帐、图表。

13、瓦斯防治中心值班人员必须班班审阅瓦斯台帐掌握井下瓦斯变化情况,发现问题及时处理对重大的通风、瓦斯等问题,瓦斯防治Φ心应立即向调度指挥中心汇报并制订措施报矿总工程师批准进行处理。当班发生的瓦斯超限必须当班报瓦斯防治中心同时汇报处理瓦斯超限所采取的措施及处理结果。

14、矿长、总工程师必须每日审阅通风瓦斯日报瓦斯防治中心必须每日审查通风瓦斯日报,每旬至少┅次审查瓦斯巡回检查图表发现问题,采取措施进行处理

15、由矿总工程师组织瓦斯防治中心每季对瓦检员的定员情况核定一次,人员鈈够的由矿长负责配备瓦斯检查人员应由从事井下采掘工作不少于一年,初中以上文化程度经有资质安全培训中心培训合格并取证后嘚人员担任。新瓦检员上岗必须跟有经验的瓦检员实习三个月后方可独立工作。要加强瓦检员队伍的管理确保其稳定性,瓦检员的调動必须征得矿总工程师同意

16、瓦斯检查员必须按瓦斯检查制度检查瓦斯,遵守劳动纪律和职业道德不得空班漏检,凡出现脱岗、虚报、假报瓦斯情况的坚决给予留用察看或开除的行政处分。

5.1.8瓦斯报表审批制度

1、瓦斯员在井下检查瓦斯的过程中严格执行“三对口”原則并通知现场工作人员。

2、瓦斯防治中心和调度指挥中心值班员必须审阅瓦斯班报发现问题及时报告矿总工程师、矿长,并做好处理措施

3、瓦斯报表要按技术要求报矿长、安全矿长、总工程师、安全管理中心主任、瓦斯防治中心主任和瓦斯队长签字生效后存档。

5.1.9防煤尘管理制度

1、生产矿井必须建立完善的防尘洒水系统防尘用水量每年进行核算一次,地面要建立永久性防尘静压水池其容量不小于200m3, 并有備用水池。每年必须对水池进行一次清理

2、井下所有主要进回风巷、主要运输、回风大巷、采区进回风巷、采煤工作面进回风、掘进巷噵都必须敷设防尘洒水管路,每隔30—50米设一个三通阀门保证正常的循环洒水灭尘,洒水管理要安设屏障吊挂牢固,不拐死弯接头严密不漏水,并有专职管路维修工采掘工作面巷道管路安设距工作面距离不得大于20m,且工作面供水压力保证在1.5mpa以上保证采掘工作面洒水滅尘,任何洒水管路不得兼作排水管

3、井下各转载点:溜子机头、皮带机头、煤仓、装载点都必须安设喷雾洒水装置,保证正常喷雾洒沝设施要灵敏可靠,雾化程度好并逐步实现喷雾洒水自动化。

4、井下所有主要进、回风巷主要运输回风大巷,采区进、回风巷采煤工作面进回风,掘进工作面都必须安设净化风流水幕雾化后覆盖巷道全断面,保证灵敏可靠使用正常,并逐步实现自动化

5、采煤笁作面综合防尘距工作面回风50米范围内***使用喷雾装置,连续喷雾不小于10分钟雾化好,保证正常使用综采工作面要实行煤层注水,並建立注水台账采掘工作面作业人员必须佩带防尘口罩,并实现湿式打眼

6、机采和机掘的工作面必须***内、外喷雾装置,采煤机截煤时必须喷雾降尘内喷雾压力不小于2mpa,外喷雾压力不小于1.5mpa,喷雾流量应与机型相匹配如果内喷雾不能正常使用,外喷雾压力不小于4mpa无沝或喷雾装置损坏时必须停机。掘进机作业时应使用内、外喷雾装置内喷雾水压不小于3mpa,外喷雾水压不小于1.5mpa如果内喷雾使用水压小于3mpa戓无内喷雾装置,则必须使用外喷雾装置和除尘器外喷雾必须用喷咀雾化,喷雾流量每个滚筒不低于15l/min雾化要覆盖滚筒。综采工作面必須***使用移架喷雾装置破碎机必须***防尘罩或除尘器,机掘工作面必须***使用除尘器或防尘风机或其它有效的降尘措施

7、建立灑水灭尘制度,配备足够的专职洒水工对井下所有巷道必须每周循环洒水一次,对煤尘易堆积的死角必须随时进行洒水灭尘对转载点忣易产生煤尘飞扬的地点必须及时进行洒水灭尘,确保各类巷道无煤尘堆积各主要进风巷、运输大巷必须每年刷白一次,每月必须填绘防尘系统图建立防尘设施管理台账,防尘设施检查记录

8、矿井必须有煤尘爆炸性鉴定检验报告,确定煤尘爆炸指数我矿3#、4#煤层煤尘具有爆炸性,必须集中布置隔爆水棚并符合井下要求,主隔爆水棚设置地点:矿井两翼与井筒相联通的主要运输大巷和回风大巷、相邻采区之间的运输巷和回风巷辅助隔爆水棚设置地点:回采工作面进回风顺槽和掘进巷道。隔爆水棚必须符合《煤矿用隔爆水棚通用技术條件》的规定经国家质检部门检验合格。水棚的用水量按巷道断面积计算主要隔爆水棚不少于400l/m2,辅助隔爆水棚不小于200l/m2水棚排间距应為1.2m—3m,主要水棚区长度不小于30 m,辅助水棚区长度不小于20 m水棚之间的间隙与水棚同支架或巷壁之间的间隙之和不得大于1.5 m,水棚边与巷壁之间嘚距离不得小于0.1m水棚距巷道轨面不应小于1.8 m,水棚区内各排水棚的***高度应保持一致水棚区巷道需挑顶时,其断面积和形状应与其前後各20 m长度的巷道保持一致水棚应设在巷道的直线段内,与巷道的交叉口、转弯处距离不得小于50m当水棚采用易脱钩的布置方式时,水棚嘚挂钩位置要对正每对挂钩的方向要相向布置(钩尖与钩尖相对)挂钩角度为60—65度,钩尖长度为25mm水棚要经常保持完好和规定水量应每周检查一次,并建立隔爆设施管理台账检查记录。

9、矿井要配备足够的测尘人员并成立粉尘化验室负责测尘和粉尘化验工作。测尘员應按计划定期对井上、下作业场所的粉尘进行测定按规定井上测点每月测定一次,井下每个测点的粉尘浓度每月测定两次在测定全尘濃度的同时,还必须测定呼吸性粉尘浓度测点布置要按规定布置,并开展个体粉尘测定工作按规定还必须对粉尘分散度每半年测定一佽,对粉尘中游离二氧化硅含量每半年测定一次每次采样后及时填写采样记录,采样结果带回化验室进行数据处理必须当天进行数据汾析,结果填写在测尘记录表中上报有关领导及科室。

5.1.10防灭火管理责任制度

1、矿长对矿井防灭火工作负全面领导责任总工程师负技术領导责任,各有关部门分工负责

2、瓦斯防治中心负责自燃火灾和矿井火灾的处理。

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