六枝特区猴子田煤矿+1090瓦斯抽放巷掘进工作面作业规程
编号：掘2011006
工作面名称：猴子田煤矿一采区+1090瓦斯抽放巷
施工队：
编制人：
审核：
编制日期：2011年8月6日
执行日期：2011年8月10日
目录
第一章概况 (3)
第一节根述 (3)
第二节依据 (3)
第二章地面位置及水文地质情况 (3)
第一节地面相对位置及邻近巷道情况 (3)
第二节煤(岩)层赋存特征 (3)
第三章巷道布置及支护说明 (5)
第一节巷道布置 (5)
第二节支护设计 (5)
第三节支护工艺 (6)
第四节水沟 (8)
第五节躲避硐 (8)
第六节支护质量要求 (8)
第四章施工工艺 (13)
第一节施工方法 (13)
第二节凿岩方式 (13)
第三节爆破作业 (15)
第四节防治水 (16)
第五节防治水措施 (17)
第六节装载与运输 (19)
第七节管线及轨道铺设 (20)
第八节设备及工具配备 (20)
第五章生产系统 (20)
第一节通风 (20)
第二节压风系统 (23)
第三节瓦斯抽放 (23)
第四节综合防尘 (23)
第五节防灭火 (23)
第六节安全监控 (23)
第七节供电 (24)
第八节排水 (24)
第九节运输 (24)
第十节照明、通信和信号 (24)
第六章劳动组织与主要经济技术指标 (25)
第一节劳动组织 (25)
第二节作业循环 (25)
第三节主要经济技术指标 (28)
第七章安全技术措施 (29)
第一节一通三防 (29)
第二节顶板 (30)
第三节打眼爆破 (30)
第四节使用耙矸机安全技术措施 (32)
第五节防治水 (33)
第六节机电管理 (33)
第七节运输管理 (35)
第八节其它 (35)
第八章灾害预防及避灾线路 (35)
第一节事故预兆及应急措施 (35)
第二节避灾线路 (36)
附件一 (37)
附件二 (38)
附件三 (39)
附图附后
第一章概况
第一节概述
一、作业规程适用巷道名称
本作业规程适用于猴子田煤矿一采区+1090瓦斯抽放巷掘进作业。
二、巷道掘进用途
本巷担负猴子田煤矿煤矿一采区上煤组瓦斯抽放和上煤组集中回风等任务。
三、开口位置
+1090瓦斯抽放巷开口位置：+1090采面回风石门C9煤层底板，其坐标为：
X=2901796.641，Y=35526221.436，Z=+1042.610，方位角310°0?0?，坡度+3?
四、设计长度
设计+1090瓦斯抽放巷全长699m。
五、巷道坡度：+1090瓦斯抽放巷坡度为3?
六、服务年限：3.1年。
七、计划开竣工时间
开工时期：2011年8月10日，竢工时间：2011年5月31日。
八、施工队
猴子田煤矿掘进一队。
第二节依据
1、根据：《贵州创新矿冶工程开发有限责任公司》2010年3月份编制的《开采方案设计》
2、《煤矿安全规程》
3、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》（MT5009-94）
4、《矿山井巷施工及验收规范》（GB213-90）
5、《锚杆喷射混凝土支护规范》（GB86-85）
6、猴子田煤矿矿建计划。
第二章地面位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及邻近巷道情况表
巷道名称猴子田煤矿+1090瓦斯抽放巷
开口标高+1042.610m 贯通点标高+1120m 井下位置掘进地面影响掘进对地面无影响
邻近巷道+1090采面回风石门、110101回风巷
方位310°0?0?坡度+3?长度699米
第二节煤（岩）层赋存特征
一、岩层产状、厚度、结构、坚固性系数
1、地质构造
（1）地层
矿区内由新至老出露第四系、三叠系下统飞仙关组、二叠系上统大隆长兴组、龙潭组、峨嵋山玄武岩、二叠系中统茅口组。含煤地层为古生界二叠系上统龙潭组。
二叠系上统龙潭组（P
L）：为主要含煤地层。煤系地层按煤岩性组合、含煤特
3
征及标志层可分为上、中、下三段。主要由砂岩、泥岩、石灰岩、煤层组成，厚411.4m。
（2）地质构造、顶底板性质、煤层结构及邻近工作面矿压显现情况。
地质构造：
猴子田煤矿位于涝河向斜西南翼中段，为单斜构造。岩层走向280°～320°，倾向NE，倾角53°～67°，一般为55°左右。
涝河向斜两翼断层发育，数条走向断层破坏地层及煤层的连续性。
矿区内有2条较大断层,其特征分述如下：
1、F48为近走向正断层：地表出露在勘查区东北角附近向斜轴部。走向273°，倾向NE，倾角较大，一般70°左右，地表出露长约3.5km。
2、F45为近走向逆断层：在勘探区的煤系地层底部。走向310°，倾向SW，倾角60～70°。地表出露长约4km。此断层造成地层缺失，破坏了煤系地层的连续性。
总体而言，该区除上述F48、F45两条断层外，在勘探过程中未见其它断层，但岩层倾角较大。经综合分析，该区构造复杂程度属中等。
+1090瓦斯抽放巷区域内岩性地质特征：
主要含煤地层为二叠系上统龙潭组（P
3
L），属海陆交互相含煤碎屑岩系。由砂岩、砂质泥岩、灰岩、粘土泥岩及煤层组成。煤系地层总厚一般厚411.4m左右，含煤24～39层。含煤系数为5.86%。煤系地层出露宽度在矿区范围内，中部厚，西
端薄，大部分被第四系地层覆盖。含煤地层按岩性组合特征和含煤情况分为P
3
L1、
P 3L2、P
3
L3三段。
+1090瓦斯抽放巷区域内煤层结构特征：
9号煤层：顶板：深灰色薄层状泥岩，易风化崩解，属中等坚硬岩，抗压强度
中等，极限抗强度一般为13.66～20.12MPa，岩芯整状，岩石RQD质量指标大于60%，岩石质量中等，稳定性中等。底板：灰至深灰色薄层状粉砂岩及细砂岩，属中等坚
硬岩，抗压强度中等，极限抗强度一般为20.4～28.1MPa，岩芯整状，岩石RQD质
量指标大于70%，岩石质量中等，稳定性中等。
+1090瓦斯抽放巷区域内煤层位置、厚度及其变化：
9号煤层：与8号煤层层间距2.23～4.19m，平均3.41m,见煤点5个。煤厚0.87～1.60m，平均1.07m，结构简单，煤厚变化不大，可采性指数为1.0，变异系数为28.6％，属稳定煤层，全区可采。
+1090瓦斯抽放巷区域内煤层顶底板特征：
9号煤层：顶板：深灰色薄层状泥岩，易风化崩解，属中等坚硬岩，抗压强度
中等，极限抗强度一般为13.66～20.12MPa，岩芯整状，岩石RQD质量指标大于60%，岩石质量中等，稳定性中等。底板：灰至深灰色薄层状粉砂岩及细砂岩，属中等坚
硬岩，抗压强度中等，极限抗强度一般为20.4～28.1MPa，岩芯整状，岩石RQD质
量指标大于70%，岩石质量中等，稳定性中等。
（3）水文、瓦斯地质、煤层自燃发火期、煤尘爆炸指数、煤层瓦斯涌出量等说明水文地质：
地下水以大气降水补给为主，矿井充水主要来源于含煤地层本身的裂隙水，直
接充水含水层（含煤地层）富水性弱；F45断层带构成下伏茅口组含水层向矿坑开
采18、19、20、21、22、28、29、30号煤层充水的天然通道。综上所述，勘探区
为断层带水及顶板直接进水的裂隙水充水矿床、水文地质条件中等。
瓦斯地质：
六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司地质勘查公司2008年7月提交的《贵
州省六枝特区猴子田煤矿勘探地质报告》中计算井田内主要可采煤层的瓦斯含量为5.83～16.2m3/t，平均9.93m3/t。由上部向下部煤层增大,并且随煤厚的增大而增大。
瓦斯梯度：各可采煤层平均埋深每增加22.4m，其瓦斯含量增加1.00m3/t。各可采
煤层平均埋深每增加100m，瓦斯含量增加4.46 m3/t。依据《矿井瓦斯涌出量预测
方法》(AQ1018-2006)，采用分源预测法预测瓦斯涌出量为69m3/t。
总体上，可采煤层瓦斯含量普遍较高，采掘过程中，瓦斯聚集后存在爆炸的危险性，须严加防范。
煤层自燃倾向性：
根据六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司地质勘查公司2008年7月提交的
《贵州省六枝特区猴子田煤矿勘探地质报告》：井田内煤层均具自燃倾向，自燃等
级属二类，着火点温度350℃左右。
煤尘爆炸性：
根据六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司地质勘查公司2008年7月提交的《贵州省六枝特区猴子田煤矿勘探地质报告》：本矿井煤层均有煤尘爆炸危险性。
（4）地温
根据六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司2008年7月提交的《贵州省六枝
特区猴子田煤矿勘探地质报告》：井田内均无地热高温异常。
2、+1090瓦斯抽放巷顺C9煤层底板施工，请施工队在施工中务必探明C9
煤层底板间距，防止误穿C9煤层。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、+1090瓦斯抽放巷开口坐标X=2901796.641，Y=35526221.436，
Z=+1042.610，方位角310°0?0?，坡度+3?。
巷道布置在C9煤底板深灰色细砂岩中，顺层施工，与+1040瓦斯抽放巷联络
上山贯通，贯通处坐标X=2902381.400，Y=35525741.700，Z=+1042.300。
二、+1090瓦斯抽放巷全长699m，贯通标高为+1042.300m，与下瓦斯抽放巷
联络上山联通。
三、巷道断面为半圆拱，净断面宽为2800mm，墙高1700mm，拱高1400mm，拱
半径为1400mm，巷道净断面积为7.84m2；锚喷掘进毛断面积为8.63m2，掘进高度为
3200mm，掘进宽度为3000mm。
第二节支护设计
+1090瓦斯抽放巷视围岩性质分别采用锚喷或锚网喷支护方式。
一、巷道永久支护
1、+1090瓦斯抽放巷断面永久支护分锚喷和锚网喷支护（根据岩石的坚固
度系数定）。
2、锚喷或锚网喷，喷厚100mm，强度等级C20。树脂锚杆，锚杆直径Φ18mm，锚杆长度1800mm，间距800×800mm，每圈锚杆8根，挂直径6mm网格为100×100mm的钢筋网。
二、临时支护：
⑵、临时支护形式
1、打锚杆或锚网临时支护。临时支护距离不得超过3.0m。
2、当围岩破碎或遇断层、煤层等应编制补充措施对支护形式进行变更。
三、永久支护
锚喷或锚网喷支护
1、支护材料
锚杆选用MSGLW-335-18/1800无纵肋螺纹钢式树脂锚杆，锚固剂采用MSCK28/50树脂锚
杆锚固剂。排间距为800mm×800mm。
喷射砼厚度为80mm。砼标号大于C20，水泥采用425普通硅酸盐水泥，砂为本地石料碾压的中砂，粒径最大不超过15mm，砂要干净，砼中的水泥：砂=1：3。
2、锚喷支护距工作面距离
锚杆紧跟当头，采用先锚后喷，两掘一初喷，及时封闭暴露的围岩，初喷厚度为40～60mm；复喷厚度达到本规程要求的80mm，复喷距离当头不得超过20m。
附图2：锚喷（或锚网喷）巷道支护断面图
三、支护验证
1、锚喷支护验证
按悬吊理论计算锚杆参数
⑴、锚杆长度计算：
L=HK+L
1+L
2
式中：L—锚杆长度，m
H—冒落拱高度，m
K—安全系数，一般取2
L
1
—锚杆锚入稳定岩体的深度，一般取0.5m
L
2
—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.08m
其中：H=B/2f=3.0/2×4=0.375(m)
式中：B—巷道开掘宽度，取3.0
f—岩石坚固系数，取4
则： L=0.375×2+0.5+0.08=1.33(m)＜1.8(m)
⑵、锚杆的间、排距计算
设计锚杆的间、排距相等。
a=[Q/KHr(1.5～1.8)?]
式中：a—锚杆的排、间距，m；
Q—锚杆的设计锚固力，60KN/m2；
K—安全系数，取2；
H—冒落顶高度，已计算出为0.375m；
r—被悬吊的砂石密度，取25KN/m3。
计算得a=60/2×0.375×25×(1.5～1.8）?=1.56～1.88(m)＞0.8m
通过计算，选用直径18mm，长1.8m的螺纹钢锚杆，锚杆的间、排距为0.8m完全能够满足顶板支护的要求。
第三节支护工艺
锚喷（锚网喷）支护工艺
㈠、支护材料
1、锚杆
锚杆采用MSGLW-335-180/1800型无纵肋螺纹钢树脂金属锚杆。直径为18mm，长度为1800mm，托盘为正方形，网规格为100×100（mm），用10mm厚的钢板压制成高度为30mm，配标准双螺母。锚固时拧紧边距不小于120N.m。
2、锚固剂
锚固剂采用MCK28-50型树脂锚杆锚固剂。直径为28mm，长度为50mm稠度不小于16，凝胶时间在8～40s。锚固边不小于60Kn（6t），抗压强度不小于60Mpa。
3、混泥土砂浆
喷射砂浆标号大于M10，采用不低于325号普通硅酸盐水泥；砂为纯净的碾压石砂，含水率约4～6%，粒径小于15mm混泥土配比为水泥：砂石=1：4，抗压强度≥1.6Mpa，抗压强
度≥22Mpa。
4、速凝剂
速凝剂采用KJ-1型速凝剂，执行标准：477-2005，一般按水泥的重量掺入3～5%，拱喷取上限，淋水区适当加大比例，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。
㈡、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前首先按中腰线检查巷道断面规格，不符合要求时必须先进行处理到位；打眼前先按照由外向里、先顶后帮检查顶帮，找掉活矸危岩，确认安全方可作业。
锚杆眼位要准确，垂直巷道顶帮面，眼位误差不超过100mm，眼向误差不大于15度，锚杆眼的深度与锚杆相匹配，打眼时，要在钻杆上做好标记，眼深1800mm，孔径为32mm，打眼顺序按照由外向里、先顶后帮依次进行。
2、安装锚杆
⑴、锚杆安装采用MYT-140液压配MQT-130气动和MYS-50安装机进行安装。
⑵、安装前应将眼内的积水、岩粉用压风吹扫干净，吹扫时，操作人员要站在孔的一侧，眼孔方向不得有人。
⑶、然后将两块树脂锚杆锚固剂送入眼底，随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺母，用带有专用套筒的锚杆安装机（见上）卡住螺母，开动机器，带动杆体旋入树脂锚固剂并对锚固剂进行搅拌，直到锚杆达到设计深度之后撤去锚杆安装机（撤机时要防止锚杆随机滑出，有适当的稳固措施，一般可用手扶数秒即可）。
⑷、搅拌旋转大于20～30s后，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽，稳定10min后，拧紧螺母开始给锚杆施加一定的预紧边，拧紧边矩不少于120N.m。锚杆托盘全面积与岩面紧帖，当岩面不平时应加楔楔紧。
㈡、挂网安装工艺
1、根据岩性需要挂网支护时，则进行锚网喷支护。
2、网采用直径6mm的Q235钢筋制作的经纬网，网的规格为长×宽=2000×1500mm，网格为长×宽=100×100mm。
3、网要压茬连接，搭接长度不小于150mm，相邻两块网之间要用14#铁丝连接，连接点要均匀布置，间距0.4m。
4、网必须用托板压紧，压牢；布网要拉紧，砼网要圆滑。
㈢、喷射混泥土
1、准备工作
⑴、检查锚杆安装是否符合要求，对不符合的予以纠正；
⑵、清理喷射场地的矸石杂物，接好风水管路，输料管路要平直，不得有急弯，接口严密不漏风。严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。
⑶、检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好摩擦板，不得出现漏风现象。
⑷、喷射前必须用高压风水冲洗喷射面，在巷道顶、帮预设喷厚标记。
⑸、操作人员戴好齐全有效的防护用品。
2、喷射混凝土的工艺要求
⑴、喷射顺序：先墙后拱，自墙基开始自下而上进行。喷枪与受喷面要尽量保持垂直，喷抢头与受喷面的距离一般为0.8～1.0m。
⑵、砂浆的搅拌和输送：在地面安设一台JS-350型搅拌机，砼干料采用箕斗下放至工作面，人工上料至喷浆机喷浆。
⑶、喷射时，风压为0.4Mpa，水压比风压高0.1Mpa左右。
⑷、加水量凭喷手经验控制，开关在喷抢头上，最适合的水灰比约在0.4～0.5之间。喷射过程中应根据出料变化及时调整水量，确保混凝土无干斑、无流淌，附着力强、回弹料
少，一次喷射厚40～60mm。
⑸、及时复喷，复喷最大距工作面不超过20m，复喷时要重复初喷步骤，复喷后喷体厚度不得少于80mm。
3、喷射工作
⑴、喷射前，在喷射场地平铺旧的PB袋用于回收回弹料，回弹率不得超过15%。回弹料可掺入料中使用，但不超过原生料的30%。
⑵、巷道出现淋水可适当加速凝剂，淋水集中应埋管引流再喷。
⑶、喷射结束先停电、后停风，让喷浆机、输料管内的余料全部喷出，并卸开喷头，清理水环和机器。
⑷、开机时先给水、后开风、再开机，然后上料；停机时，先停料，后停机，再关水，最后停风。
⑸、喷射开始，严禁将喷射头对准人员；喷射堵塞时，应将喷头朝下，并停机处理。
4、喷射质量
⑴、顶、帮清洗干净、无浮矸；
⑵、喷射均匀、无干斑、无裂缝、无“穿裙”、“赤脚”现象。
⑶、厚度达到要求，不少于80mm。
⑷、加强养护，喷层必须养护28天以上，7天内每班洒水一次，7天后，每天洒水一次；砼的养护视情况而定如井筒有淋水，则自然养护。
第四节水沟
1、永久水沟为正方形断面，断面尺寸为300×300mm，采用砼浇注，其壁厚不小于100mm。砼标号为C20，砂浆配比见表3-2-2。
2、水沟设盖板。
第五节支护质量要求
支护质量要求见表3-7-1
表3-7-1锚喷、锚网喷支护巷道工程质量表
项目 质量标准
部位 巷道规格
优良 合格 锚喷 锚喷
净
宽
宽
中线至左帮 0～+100 0～+150 拱基线 1400
墙中 1400 墙脚 1400
中线至右帮 0～+100 0～+150 拱基线 1400
墙中 1400
墙脚 1400 巷道净高 0～+100 0～+150
腰线至拱顶 1400
腰线下 1700
砼强度/Map 抗拉1.6 抗压22
喷射厚度/mm
墙 ≥800 ≥70
拱 ≥800 ≥70
表面平整度 ≤20 ≤40 喷射质量 平滑无裂缝 初喷(临时支护)距当头距离/m 2 复喷(永久支护)距当头距离/m 20
锚杆 排间距/mm 800×800 孔深/mm 1800 锚杆规格 MSGW-335-18/1800 外露长度/mm 80
角度/(°) ≥75
锚固力/KN 60 距当头距离/m 0 锚固剂型号 MSCK28/50 每眼锚固剂节数
网 每米挂网数 搭接长度≥150mm
工业卫生
巷道无淤泥积水、无杂物，材料、工具、设备摆放整齐
管线、风筒按要求高度悬挂
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
一、掘进施工方法
1、采用钻眼爆破、全断面一次起爆。
2、临时支护采用锚杆或锚网支护。临时支护与永久支护之间的最大距离为锚喷不超过3m 。
3、永久支护为浇筑或锚喷，当临时超过规定距离时必须进行永久支护。
4、按给定的中腰线施工，巷道每进20米，技术人员必须指定中线，班组每班检查，技术人员每10天校检一次。在施工过程中必须要按“五线”管理（即中线、腰线、基线）。
5、采用P-30B 耙矸机装矸，工作能力为50m 3/h 。耙矸机距工作面距离不大于30m ，即30m 移动一次耙矸机。放炮后，先将工作面矸石倒出，进行打眼作业。工作面后方出矸与工作面打眼平行作业。
6、运输：采用矿车运输至溜煤上山载入主平硐皮带运出地面。
7、铺轨：掘进期间采用18Kg/m，长5m，1200×250×200mm木轨枕，轨枕间距为600～700mm，每30m铺轨一次。
8、锚喷（锚网喷）支护采用两掘一初喷的循环作业方式。初喷达20米须复喷，后段复喷可与前段初喷一并进行。
9、施工工艺流程
施工工艺流程见表4-1-1
表4-1-1 施工工艺流程
交接班
工作准备
制引药、放炮
打眼运料
清理炮眼加固
装药检查瓦斯掩护设备
检查瓦斯设岗撤人
洒水降尘检查瓦斯联线放炮
敲帮问顶前探支护
出矸
铺道
锚杆安装打锚杆眼
6“s”工作质量验收交接班检查瓦斯敲帮问顶
临时支护
第二节凿岩方式
本规程所施工的巷道均采用钻眼爆破的方法破岩。
1、打眼工具：采用YTP-26气腿式风钻打眼，配ZQS-22/2.0气动钻机安装锚杆；风源来自地面压风机。
2、装载：耙矸机装车。
3、运输：采用矿车运输。
4、喷浆：采用Z-VⅠⅠ型混凝土喷射机喷射混凝土。
5、降尘：湿式打眼，水炮泥装药，出矸前洒水，放炮时风水喷雾，爆破后冲洗岩帮，开放水幕。
第三节爆破作业
采用大超直径中孔光面爆破，采用菱形直眼方式掏槽法。
一、爆破器材
1、炸药：使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药，药卷规格为Φ35，长150mm，重200g。为了满足中深孔起爆，选用3m长脚线。
2、雷管：使用煤矿许用1～5段毫秒延期电雷管引爆。最后一段延期时间不得超过130ms。
3、发爆器：使用MFB-100/200型隔爆电容式发爆器起爆。
二、装药结构
全部炮眼一律采用正向连续柱状装药，小心将药卷用炮棍送到眼底，不得错装雷管段号，不得弄断雷管脚线。
炮眼有水时要使用防水套，以免受潮拒爆。
三、起爆方式
正向装药，爆破网络采用大串联全断面一次性起爆。
四、炮眼布置图及爆破说明书
1、炮眼数目和装药量的确定
根据下列公式可以一次起爆所需的总炸药量：
Q=qsln
式中：q——单位炸药消耗量，q取2.49kg/m3；
s——巷道断面积，m2，s=11.7；
l——炮眼深度，m，l=2.0；
n——炮眼利用率，%，n取0.85。
根据下例公式可算出每茬炮所需的炮眼个数：
N=qsmn/(xp)
式中：N——炮眼个数，个；
m——每个药卷的长度，取m=0.15m；
x——眼的装药系数，一般取0.5～0.7，取0.6；
p——每个药卷的重量，取0.2kg。
根据上述公式计算，确定每茬炮所需的炸药量和炮眼个数分别为：
Q=2.49×11.7×2.0×0.85=49.6kg
N=2.49×11.7×0.2×0.85/0.6×0.15≈55（个）
炮眼个数取55个。
2、爆破说明表
爆破说明表4-3-2
表4-3-2 回风绕道掘进爆破说明表
施工爆破参数表 名称 序号 眼数 (个) 眼距 (mm) 眼深(m) 装药量(卷/Kg)
起爆 顺序 联线
方式 垂深
小计 长度 每眼 小计 （卷） 小计
（Kg ）
中心空孔 1 1 2.2 2.2 串 联 掏槽眼 2～5 4 150/200 2.2 8.8 7 28 5.6 ⅠⅡ 辅槽眼 6～18 13 450 2.0 26 5 65 13 Ⅲ 辅助眼 19～32 14 592 2.0 28 5 70 14 Ⅳ 周边眼 33～47 15 580 2.0 30 3 45 9 Ⅴ 底眼 48～54 7 608 2.0 14 5 35 7 Ⅵ 基础水沟眼 55 1 2.0 2 5 5 1 Ⅵ 合 计 55 55 111 248 49.6
施工预期爆破效果表
指标名称 单位 数量 指标名称
单位 数量 炮眼利用率 % 85 单位体积炸药消耗 kg/ m 3 2.49 循环进尺 m 1.70 单位体积雷管消耗 个/ m 3 2.71 循环岩石实体 m 3
19.89 单位进尺炸药消耗 kg/m 21.88 每循环炸药消耗量 kg
37.2 单位进尺雷管消耗 个/m 31.76 每循环雷管消耗
个
54
单位原岩炮眼长度
m/m 3
5.58
3、炮眼布置图 炮眼布置见附图5
4、光面爆破：
⑴、必须按照光面爆破设计进行施工，光面爆破的周边眼间距不得大于0.4m 。在施工中根据现场条件的变化及时进行完善和修改。炮泥应采用黄泥或砂粘土材料，保证堵塞质量，提高爆破效果。
⑵、严格按爆破图表进行打眼、装药，严格按标准、平、直、齐操作要领进行打眼，实行“五定原则”：即定人、定钻、定眼位、定时间和质量。
⑶、掏槽眼口间距及眼间距误差均不大于50mm ，辅助眼眼口间距行距误差不大于50mm ，周边眼沿巷道断面轮廓线上的间距误差不大于50mm ，眼底不超出挖轮廓线，力求使除掏槽眼外的全部炮眼眼底在同一垂直面上，周边眼采用小直径药圈。
⑷、爆破后周边眼眼痕率大于60%，f ＜3的软岩应大于50%，不出现大于规范要求的超欠挖，两茬炮之间出现台阶误差小于150mm 。
第四节 防治水
1、所有进入本掘进头的施工人员，必须熟悉透水预兆，否则不得上岗作业。
2、施工中若出现（煤）岩松软、片帮、压力增大，打眼时眼中的水量增大时，必须停止掘进作业，撤出人员，并向矿调度室汇报，采取措施进行处理。
3、掘进时出现钻孔流水增大、顶钻现象不得拔出钻杆，并及时加固工作面。
4、透水预兆有：煤壁挂红、挂汗、空气变冷，出现雾气、水声，顶板淋水增大，顶板来压，水色发浑、发臭等异常现象。此时都必须停止作业，向矿调度室汇报情况，采取措施处理。
5、施工中若出现以上征兆，应加固工作面，清理巷道，检查水泵、管路。瓦检员随时检查空气中的瓦斯成份，发现险情，必须及时撤出所有受水威胁区内的所有人员，并向矿调度室汇报，采取措施处理。
6、施工中必须按探放水设计先行探明工作面附近情况，按设计留足安全距离（超前距）。坚持“有掘必探，先探后掘”的原则。
7、雨季期间，井口防洪沟要随时清理干净，确保水沟畅通，防止洪水从井口漫入井内。 8、加强地表水防治，疏通地面水沟，清除积水，严防大气降雨随地表裂隙涌入井下。
第五节 防治水措施
一、矿井开拓所采取的安全保证措施
金沙县永晟煤矿西风井口及工业场地选择在井田西部北东侧长兴灰岩的平缓坡地上，采用斜井对全井田进行开拓，进风斜井井口标高为＋1263.0m ，回风斜井井口标高为＋1254.0m ，在＋930.0m 标高落平布置联络巷、水泵房、主副水仓。两斜主要布置在长兴灰岩层内，主要存在裂隙水和溶洞水，涌水量相当大，所以在掘进过程中必须采取探放水措施。
三、疏水降压措施
疏水降压是指煤层顶板或煤层含水层的疏干，以及煤层底板含水层的降压，使底板含水层水压降低至采煤安全时的水压。
根据该矿井的水文地质条件，矿井建设和生产中不需采用疏水降压措施。
四、井下探放水措施
1、探放水原则
必须做好水害分析报告，坚持“预测预报、有疑必停、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则。该工程由于巷道主要布置在长兴灰岩中，存在裂隙水和溶洞水。
2、探放水钻孔布置方式：
一般倾斜巷探水钻孔的布置方式为半扇形布置在巷道的顶部、两帮、中线位置各布置一个钻孔。钻孔夹角1～3°，视地质变化情况而定若溶洞大则规模大夹角则大，规模小夹角小。
3、探放水设计
（1）探水起点的确定
为保证采掘工作和作业人员的安全，防止误穿积水区，在该工程进行掘进实体后就必须进行探放水。
由于溶洞位置不能确定，因此必须在离可疑水源75～150m 以外开始打钻探水。 （2）探放水钻孔布置 成扇形布置 1）超前距 根据《井下探放水技术规范》按下式确定探放水钻孔超前保护距，若计算结果大于20m 时，取其计算结果，若计算结果小于20m 时，按实际结果定。
L ＝0.5KM P K P /3
式中：L ——超前保护岩柱宽度（m ）；
M ——巷道最大宽度，取3.7m ；
K P ——灰岩的抗张强度，K P 为Mpa 取5； P ——水头压力，P ＝0.367 MPa ；
K ——安全系数，一般取2～5，本设计取5。
a=0.5×5×3.7×P K P /3=0.5×5×3.7×(3×0.367÷5)=4.3 m
经计算，取5m 。 2）允许掘进距离
每次探水钻孔施工完毕后，以最短钻孔距离减去超前距之后的距离。 3）帮距
为使巷道两帮与可能存在的水体之间保持一定的安全距离，即呈扇形布置的最外侧探水孔所控制的范围与巷道帮的距离，其值一般与超前距相同，有时可略比超前距小1～2m ，本设计取5m 。
4）钻孔密度(孔间距)
指允许掘进距离终点横剖面上，探水钻孔之间的间距，一般不超过巷道轮廓线5m ，以免漏掉积水区，本矿取5m 。
5）钻孔孔径
本设计配备TY －150探水钻，最大钻进深度150m ，开孔直径87mm ，终孔直径65mm 。 6）钻孔数目及布置 ①掘进平巷钻孔布置
主要是探巷道上部的溶洞水，钻孔呈半扇形布置在巷道上部。一般布置2组，每组1～2个孔；如果溶洞较发育一般布置2组，每组不少于2个孔。如需底板探水则增加一个下向孔（钻孔布置见探放水钻孔布置图）。
钻孔之间的夹角为7～15°为大夹角，1～3°为小夹角，视小含水层的厚度及规模而定，规模大者取大夹角，规模小者取小夹角。
3、探放水注意事项
（1）安装钻机探水前，要遵守下列规定：
① 加强钻场附近的支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板。
② 清理巷道、挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，必须配备与探放水量相适应的排水设备。
③ 在打钻孔地点或附近安设专用电话。 ④ 测量和防探水人员必须亲临现场，依据设计，确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。
（2）预计水压较大的地区，探水钻进之前，必须安好孔口管和控制闸阀，进行耐压试验，达到设计承受的水压后，方可继续钻进。特别危险的地区，应有躲避场所，并规定避灾路线。
（3）钻孔水压过大时，采用反压和有防喷装置的方法钻进，并有防止孔口管和煤（岩）避突然鼓出的措施。
（4）钻进时，发现岩石松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异常状况时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人应立即向调度室报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁的人员，然后采取措施，进行处理。
⑸排除下山的积水以及恢复被淹井巷前，必须有矿山救护队检查水面上的空气成分，
发现有害气体，必须及时处理。排水过程中，有害气体有突然涌出的可能，必须制定安全措施。
4、探放水设备选择
1）探放水设备选择依据
根据该工程布置在长兴灰岩内，岩性较硬。
2）探放水设备及数量
配备TY-150探水钻2台，1台工作，1台备用。
五、注浆堵水措施
㈠、注浆堵水地点的确定
1、注浆堵水应符合以下原则：
⑴减轻矿井排水负担，节省排水用电，从而降低吨煤成本。
⑵有利于地下水资源的保护和利用。
⑶加固井巷或工作面的薄弱地段，减少突水几率。
⑷能使被淹井巷迅速恢复生产。
2、注浆地点的确定
⑴对巷道需穿过的导水断层在穿过前一定距离进行预注浆加固阻水。
⑵对影响采煤、掘进安全，有可能突水的其它地点，如巷道距离可能突水断层距离较近，岩柱有可能不能抵抗水压；回采时由于采动影响，顶板垮落后可能造成突水等，进行预注浆。
㈡、注浆堵水设备选择
由于地质报告说明断层导水性差，只有当井下遇强导水断层时，疏放水很不经济时，采取注浆措施。
注浆堵水设备暂选用HFV—C型液压驱动注浆泵。
六、其它措施
1、巷道穿越断层、溶洞时，应采取有效支护和防治水措施，避免断层出水或滞后出水及溶洞来水。
2、应根据新的勘探资料和本矿井建设期间对水文地质条件的进一步认识，及时调整防治水方案。
3、矿井建设期间的排水措施：
①矿井建设期间必须在所有施工巷道的最低处设置临时排水窝，并设置排水沟，将施工巷道中的水引至临时排水窝，在临时排水窝中设置水泵将水集中排到地面。
②临时排水窝上部必须上盖板，防止人员意外落入水窝，必须有可靠的安全设施。
③所施工的临时水窝应根据施工过程中水量的实际情况确定水窝子的容积。
④临时水窝必须随掘进工作面的前进而移，并能保证将施工过程中的水及时排出。
⑤临时水窝必须设备用水泵。
⑥若施工的巷道较长或较深，临时水窝及小水泵不能满足排水要求时，可设临时水仓进行集中排水。
七、地表防治水措施
1、地表水防治设计依据
1）防洪标准及防洪坝墙设计要求。
第六节装载与运输
一、装载
巷道掘进采用耙矸机装矸。
二、运输
采用矿车运输，人工翻矸， MLC2m3材料车运料。矿车的连接装置、插销符合标准要求。
绞车运行时人员必须进入躲避硐。坚决做到“行车不行人、不作业，行人不开车”。
附图6：运输系统图
第七节管线及轨道铺设
一、管线
表4-5-1 管线悬挂位置、高度
管线名称规格左帮右帮底顶以上特别要求
风筒Φ600mm悬挂 1.8m 环环吊挂、平直、无破损漏风，出风口距工作面≤5m
风管Φ100mm支架 1.8m 风水管每铺设50m开设三通，分支管径风管1寸，水管≥6分。
距当头20m使用1寸软管无漏水、漏风现象。
水管Φ50mm支架 1.8m
电缆钩4钩悬挂 1.8m 每3m一个，垂度≤50mm，可挂4趟电费
电缆Φ16mm悬挂 1.8m 垂度≤50mm
放炮母线Φ1.5mm悬挂 1.2m 无明接头、无祼露
一、轨道
掘进时铺设18kg/m的轻轨，轨距600mm，木枕木，枕木规格（长×宽×厚）为1000×150×120mm，轨枕间距≤1000mm，轨道间隙≤10mm，内外差≤5mm，轨道附件齐全，坚固有效。轨道距工作面不超过6m。
第八节设备及工具配备
表4-6-1 设备及工具配备
序号设备工具
名称
型号规格功率/kw 单位数量生产能力备注
1 局扇2BKJ2×11 11×
2 台 2 340（吸风量）
局扇JBT52-2 11 台 2
2 风钻YTP26 台12 52
3 气动钻ZQS-22/2.0 台 1 50
4 喷射机ZP-VⅠⅠ 5.
5 台 2 135
5 煤电钻MZ-1.2 1.5 台 1
6 综保开关ZBZ-4.0Z 台 1
7 局扇开关DQ80
8 风镐G10 台 5 26
9 方矩扳手15N.m 把 2
10 压风机螺杆式，LGJ-20/7 55 台 1 20m3/min
11 耙矸机P-30B 17.5 台 1 70m3/h
12 砼搅拌机JS-350 5.5 台 1 20m3/h
13 钻机HQ-150 台 1
第五章生产系统
第一节通风
掘进施工采用压入式通风方式,利用Φ600mm的柔性阻燃、抗静电导风筒导风。
最大供风距离350m。
一、掘进工作面风量计算
独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局扇实际吸风量等规定分别进行计算，并取其中最大值。
1、按瓦斯涌出量计算
Q1=100×q掘×Kb=100×0.36×1.8=194.0m3/min
式中：Q1——为掘进工作面实际所需风量，m3/min；
q
掘
——为掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；
（q
掘
按矿井绝对瓦斯涌出量的20%计算，取1.07）
Kb——为备用风量系数，Kb=1.5～2.0 ，取Kb =1.8；
100——单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值。
2、按炸药量计算
Q 掘=32)
(
8.7
稀
SL
A
t（m3/min）
式中：A —掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取49.6Kg。
S —净断面积7.84m2
L
稀
—炮烟稀释长度，取200m
t —稀释时间 20min
Q
掘
= 7.8/203√49.6（7.84×200）2
＝239.4（m3/min）
3、按人数计算
Q
掘
=4×n（m3/min）
式中：n —掘进工作面同时工作的最多人数，取20人。
Q
掘
= 4×20=80(m3/min)
通过以上计算，工作面所需风量拟取Q＝239.4（m3/min）
二、掘进工作面风速验算
（一）按最低风速验算
根据《煤矿安全规程》中规定，掘进中岩巷最低风速为0.15m/s，最高风速为4m/s。
Q
min
＝0.15×14.48＝2.17（m3/s）＝130.3（m3/min）
Q
max
＝4×7.84＝31.36m3/s）＝1881.63/min）
130.3＜255.1＜2592，所以Q＝239.4 m3/min＝0.37m/s=4m3/s
三、局扇选择：
（1）局扇的工作风量
Q
吸
＝kQ＝1.2×239.4＝287.3（m3/min）＝0.44（m/s）=4.75 m3/s
K—风筒漏风风量备用系数，取1.2
（2）局扇全压
h＝（R
1＋R
2
＋R
3
＋R
4
）Q
吸
Q
回
其中：
R
1
为摩擦风阻
R
1
＝6.5αL/d5＝6.5×0.0005×350/0.65＝14.6（千缪）
R
2
为接头风阻
R 2=n
1
ξγ（2gS2）35×0.1×0.416/｛2×9.81×(3.14×0.3×0.3)2｝
＝0.9（千缪）
R
3
为弯头风阻
R
3
=n
2
ξγ/2gS2=1×0.1×0.416/｛2×9.81×(3.14×0.3×0.3)2｝
＝0.03（千缪）
R
4
为出口风阻
R
4
＝0.818γ/（gd4）＝0.818×0.416/（9.81×0.64）
＝1.35（千缪）
α—摩擦阻力系数，取0.0005
L—送风长度，120米
d—风筒直径，0.6米
n
1
—接头个数，12个
n
2
—转弯数，1个
ξ—风筒局部阻力系数，查表
γ—空气相对密度，0.416Kg/3
g—重力加速度,9.81m/s2
S—风筒截面积, m2
所以:
h＝(1＋14.6＋0.03＋0.9+1.35)×4×4.75＝339.7（毫米水柱）
＝3329.3（Pa）
根据风机特性曲线，选择2BKJ2×15型局扇，连接φ600mm胶质风筒，风量为：228～
420m3/min，全压为：750～4750Pa能满足要求。
四、局部通风机安装地点和要求
㈠、安装地点
局扇安装在中部车场风门以外的安全位置。
㈡、安装要求
1、风机、风机开关必须安装在托架上，距底面≥300mm。必要时同一地点安装二台同型号，独立供电线路的局扇，以防局扇故障。
2、局扇必须挂牌管理，专人负责，实行专用线路、专用开关；“两闭锁”（风电闭锁、
瓦斯电闭锁）。
3、风筒吊挂在专用挂风筒的拉线上，要求逢环必挂，平直无拐死弯现象。
4、风筒吊挂严密不漏风，工作面风筒不落地。漏风率控制在3%以下。
5、必须保证风机连续运转，不准无故停电、停风。 四、风路
局扇 掘进巷道 冲洗掘进工作面 （返回）掘进巷道 回风石门 回风联络巷 回风平硐 地面。
附图6：+1090瓦斯抽放巷掘进通风系统图
第二节 压风系统
压风机型号为LGJ-20/7，额定风量20m 3，额定风压为0.7Mpa ，配13m 3压风机。安装在地面，距进风井口40m 的位置，自地面经进风井直接向工作面供风，永久管路滞后工作面30m ，采用89×4管路送风，布置在巷道一侧，距底板1800mm 的位置，工作面附近30m 采用二趟1寸软管。
地面风压最大为0.7Mpa ，工作面风压≥0.7Mpa 。
三通位置：自井口起每隔50m 安装一个三通，分支管直径为1寸。
第三节 瓦斯抽放
矿井为高瓦斯矿井，按设计要求应对煤层进行瓦斯抽放，本工作面为岩巷，不进行抽放。
第四节 综合防尘
防尘水源来自地面300m 3
防尘专用蓄水池，采用静压供水。
管路由地面蓄水池 井口 工作面。管路滞后工作面30m 采用D50钢管按永久管路要求布置送至工作面附近，工作面附近30m 采用二趟1寸软管。
三通位置：自井口起每隔50m 安装一个三通，在风管三通附近，分支管直径为6分。 工作面设一道风水联动喷雾用于爆破降尘，爆破联线结束后开启此水幕喷雾。 防尘管布置：
风钻用水
地面水池 井口 掘进巷 工作面
第五节 防灭火 本矿井煤层有自燃发火倾向。要求如下： 1、及时清理可燃物并对其整理和清扫。
2、杜绝火源，加强机电设备的检查，防止电火花产生。
3、熟悉灭火方法和防尘水开关、供电开关的位置，及时用水（不含电气火灾）、粉末矿碴灭火，或断开电源。
4、必要时可到井口消防器材库提取灭火器材灭火。
第六节 安全监控
一、便携式瓦斯报警仪的配备和使用
1、矿长、工程技术人员下井，应当携带便携式瓦斯报警仪，对其分管范围内的瓦斯浓
风水联动水幕 出矸洒水洗岩帮
装水炮泥水针
上下井人员乘坐猴车时的相关要求为进一步规范上下井人员乘坐猴车时的安全注意事项，加强猴车司机的工作责任意识，强化上下井人员乘坐猴车的安全文明意识、规范秩序意识、爱护设备意识；增强安全生产管理人员的监管意识，确保猴车的安全正常运行，更好地为安全生产服务。现对上下井人员乘坐猴车作以下具体要求，望各单位认真传达贯彻并严格遵照执行。 一、乘坐要求 1、乘坐猴车时，必须严格服从猴车司机的管理，做到安全文明、规范秩序乘坐，严禁出现拥挤、打闹、争抢座椅及其它不服从管理的现象。 2、乘坐猴车时，必须集中精力、全神贯注，做到手扶脚蹬坐姿正确、眼睛时刻注视前方，严禁随意晃动座椅，严禁出现坐姿随意、打盹瞌睡及用手摸触钢丝绳和托绳轮的现象。 3、乘坐猴车时，必须严格按照设定的上下车位臵及安全间隔距离进行规范乘坐，防止出现安全保护启动引起的断电停车现象。 4、乘坐猴车时，严禁徒手携带大型工器具及其它物品，较重、较大、较长的物品必须放臵在矿车内，确需携带的工器具必须妥善放臵在工具包内，确保猴车运行期间安全可靠。 5、乘坐猴车时，必须妥善爱护座椅、托绳轮、钢丝绳、急停拉线等设备设施，严禁任何损坏及破坏猴车设备设施现象的发生。 6、乘坐西翼摘挂式猴车时，下车后必须将使用后的座椅按照指定地点规范顺序存放。 7、乘坐猴车时必须严格坚持“一人一椅”的制度，严禁出现多人乘坐
一椅的现象。 8、乘坐猴车期间，发现猴车运行异常或出现紧急情况需要停车时，方可拉动急停装臵拉线；猴车停稳下车后，必须及时将猴车出现的异常情况向当班司机进行反应。 9、猴车的开、停必须由专职司机进行操作，严禁非专职人员擅自开、停猴车。 二、管理要求 1、猴车司机必须做到持证上岗，切实履行岗位职责，猴车运行期间必须随时观察猴车的运行状况及人员乘坐情况；严禁出现脱岗、离岗及其它不负责任的现象。 2、猴车司机在人员乘坐期间，必须加强对乘坐人员的管理，同时还必须对乘坐人员进行相关的指导与注意事项的告知，确保人员乘坐安全、规范和猴车安全、可靠、正常运行。 3、猴车司机对于不服从管理的乘坐人员必须及时予以制止，经制止不听时猴车司机有权停止猴车的运行，并及时将出现的情况向工区值班人员和安监处进行汇报，由安监处严格按照公司相关规定组织调查和处理。 4、对于因当班猴车司机玩忽职守、不负责任，出现乘坐人员不按照规定的间隔距离乘坐，造成猴车断电停车现象的，除对乘坐人员按照严重违章论处外，一并追究当班猴车司机连带责任，每人次对猴车司机罚款50元。 5、在猴车运行期间当班猴车司机出现脱岗、离岗等失职、不负责任行为，所有人员均有权进行举报，经调查属实的一律按违章进行论处，同时罚款50—200元；情节严重的将直接按严重违章论处；造成设备损坏或其
寺河矿“12·2”瓦斯爆炸事故水、火、顶板、瓦斯与煤尘，在危害煤矿安全生产的五大“恶魔”中，瓦斯当是主角。据统计，死亡3人以上的煤矿事故中瓦斯事故的比例接近70%，死亡10人以上的煤矿事故中瓦斯事故的比例达到90%以上。煤矿瓦斯事故，不仅量多，而且其危害也大，容易造成群死群伤，对矿井造成严重破坏，给国家和人民财产造成巨大损失，在社会上造成广泛的负面影响。 我国煤矿中，相当一部分矿井是高瓦斯矿井，561处国有大中型矿井中，就有高瓦斯矿井277处。近年来，虽然随着科技进步和安全管理水平的提高，有些矿区在治理瓦斯方面积累了一些经验，取得了较好效果。但是，从整体上讲，瓦斯还没有得到根本掌握，瓦斯事故依然较为频繁。2003年，全国煤矿发生瓦斯事故596起，死亡2118人，其中一次死亡10人以上的瓦斯事故33起，死亡766人。2003年，全国发生一次死亡30人以上特别重大事故14起，煤矿就占了7起，其中瓦斯事故6起，死亡325人。在这6起瓦斯事故中，有4起事故尤其引人注目：
2003年2月24日14时55分，贵州水城矿业集团公司木冲沟煤矿发生瓦斯爆炸事故，当班井下有353人作业，其中296人安全升井，18人受伤（4人重伤），39人死亡。 2003年5月13日，安徽淮北矿业集团芦岭煤矿井下二水平发生瓦斯爆炸事故。爆炸范围涉及一个采煤面和两个掘进面，当班井下 有114名作业人员，其中86人死亡，9人重伤，19人轻伤。 2003年8月14日12时40分，山西阳泉煤业集团三矿裕公井扩二区南六掘进工作面在排放瓦斯过程中发生瓦斯爆炸事故，28人死亡。 2003年11月14日11时44分，江西丰城矿务局新建煤矿1010 回采工作面发生瓦斯爆炸事故，51人死亡，5人轻伤。 上述4起瓦斯事故之所以引起人们的特别关注，一方面是这4起事故都发生在国有重点煤矿。众所周知，国有重点煤矿安全条件相 对较好，机械化程度相对较高，管理基础相对扎实，安全生产工作 要比其它煤矿重视得多，抓得也比较紧；另一方面是这4起瓦斯事 故都是特别重大瓦斯事故，共造成204人死亡，13人重伤，42人轻
煤矿瓦斯爆炸案例集团公司文件内部编码：（TTT-UUTT-MMYB-URTTY-ITTLTY-
煤矿瓦斯爆炸案例一、矿井概况 潘三矿始建于1979年6月，1992年11月投产，设计能力和核定能力为300万t/年，1996年实际产量197万t，1997年计划产量210万t， 1~10月实际产量173万t。现有职工7493人，三班生产（早5~13时，中13~21时，夜21~5时）。该矿井田走向9.2km，倾斜长5.5km，井田面积50.6平方公里，可采煤层13层，可采储量5.4亿t。矿井为立井，主要集中运输大巷、分区石门及上下山开拓方式；分一、二水平开采，一水平标高为-650m，二水平标高为-830m；目前开采一水平C13—1煤层，属气煤。矿井现有东四、东三、西一、西二4个采区，共4个采煤面，其中3个综采面，1个高普面，有15个掘进工作面，其中有11个煤巷掘进工作面（准备），4个岩石工作面（开拓）。矿井通风方式为两翼对角式，有东西两个风井，东风井采用两台GAF28.18-15.8-1型轴流式风机，一台运转，一台备用。电动机型号为YR2000-6/1430型，功率为2000kW。西风井采用两套GAF25-14.2-1型轴流风机配电动机YR1600- 6/1430型。矿井总进风量为18418m3/min，总回风量为19459m3/min。其中，矿井西翼总进风量为6523m3/min，总回风量为7000m3/min；东翼总进风量为11895m3/min，总回风量为12459m3/min。主井提升为2对16t 箕斗,井下运输采用12t蓄电池机车牵引5t底卸式和1.5t矿车。1990年11月6日，经煤炭科学院抚顺分院以及中国煤炭学会瓦斯地质专业委员
关于煤矿井下特种作业人员配备标准 煤矿特种作业种类。根据安监总局第30号令的规定，以下10 个工种为煤矿特种作业，需持证上岗。 １、煤矿井下电气作业（井下电钳工） ２、煤矿井下爆破作业（井下爆破工）； ３、煤矿安全监测监控作业（监测电工） ４、煤矿瓦斯检查作业（瓦斯检查工） ５、煤矿安全检查作业（安全检查工） ６、煤矿提升机操作作业（主提升司机） ７、煤矿采煤机（掘进机）操作作业（采煤机司机、掘进机司机）； ８、煤矿瓦斯抽采作业（瓦斯抽采工）； ９、煤矿防突作业（防突工）； 10、煤矿探放水作业（探放水工）。 二、安全生产管理人员范围。 根据国家安监总局《生产经营单位安全培训规定》（第3号令）第六条的规定，安全生 产管理人员必须接受专门的安全培训，经考核合格，取得安全资格证书后方可任职。安全生产管理人员是指从事煤矿生产、技术、安全方面管理工作的从业人员，除矿长（副矿长）外，还包括生产安全科室负责人（科长），采煤队、掘进队主要负责人（队长）。 三、特种作业人员和安全生产管理人员配备人数要求。 各煤矿必须根据本矿的生产规模、采掘布置情况配备足够数量的煤矿特种作业人员和安全生产管理人员。生产能力在９万吨/年（一采两掘）的小煤矿的安全生产管理人员和特种作业人员配备最低人数作以下规定。
１、安全生产管理人员不少于５人（矿长、生产副矿长、安全副矿长、机电副矿长、技术负责人）； ２、煤矿井下电气作业：不少于8名； ３、煤矿提升机操作作业：每台绞车不少于4名； （提升机司机是指滚筒直径在1.2米 以上提人和1.6米以上提料的大型绞车操作人员;） ４、煤矿井下爆破作业：不少于8名（掘进4名，回采4名）； ５、煤矿瓦斯检查作业：每一个工作地点（指回采、掘进、维修等地点）1名，每班轮休1名，全矿井巡查2名； ６、煤矿安全检查作业：回采工作面、掘进工作面每班 1名，每班轮休1名； 7、煤矿安全监测监控作业：不少于4人（监控员要求按8小时一班安排，1名轮班）； 8、煤矿探放水工不少于４人； 9、其他特种作业人员按各矿实际情况按需配备。
（岗位职责）煤矿小绞车司机及猴车司机岗位职责
小绞车司机岗位责任制 壹、小绞车司机必须持证上岗，严禁无证操作。 二、操作绞车时司机要集中精力，认真操作。 三、当班司机于操作时，必须认真检查绞车的各个部位是否正常，否则不允许开车。 四、班中严禁睡觉，注意发送信号随时开停绞车。 五、做好小绞车的维护、保养工作，做到有备无患，有特殊情况向科领导及时汇报。 六、绞车运行中，应注意电机、机械各部温度是否正常，随时做好运行记录。 七、不迟到、不早退、有事向科领导请假。 八、小绞车司机要敬岗敬业，认真负责，热爱本职工作，不得擅离工作岗位。 11.4KW小绞车作业指导书 1、小绞车司机，必须经过技术培训，考试合格，方可上岗。 2、操作人员必须穿工作服，扎紧袖口谨慎操作，操作时把不离手。 3、检查小绞车制动闸和工作闸（离合闸）。闸带必须完整无断裂，磨损余厚不得小于4毫米，铜或铝铆钉不得磨闸轮，闸轮磨损不得大于2毫米，表面光洁平滑，无明显沟痕，
无油泥。各部位螺栓、销、轴、拉杆螺栓及背帽、限位螺栓等完整齐全，无弯曲、变形。 4、检查钢丝绳：要求无弯折、硬伤、打结、严重锈蚀，断丝不超限，于滚筒上绳端固定要牢固，不准剁股穿绳。 5、滚筒上的于绳不得少于3圈。 6、如起动困难时，应查明原因，不准强行起动。 7、禁止俩个闸把同时压紧，以防烧坏电机。 8、必须于护绳板后操作，严禁于绞车侧面或滚筒前面（出绳侧）操作，严禁壹手开车，壹手处理爬绳。 9、滚筒的启动或停止应平稳、缓和，使绳速逐渐增加或减少，不允许做急剧的开车、停车、猛刹、猛提，以防损坏机体，严禁超载运行。 10、小绞车启动时，缓缓压紧离合闸把，同时缓缓松开制动闸把，使滚筒慢转，平稳起动加速，最后压紧离合闸，松开制动闸，达到正常运行速度。 11、接近停车位置，应先慢慢闸紧制动闸，同时逐渐松开离合闸，使绞车减速。听到停车信号后，闸紧制动闸，松开离合闸，停车、停电。 12、操作中发现声响不正常、制动不正常，滚筒刹车部分和轴承部分温度剧烈上升，钢丝绳有异常跳动，负载增大，或突然松驰，应立即停车检查，查明原因及时处理。 13、如果停车时间过长，为防止重物下滑，应用刹车刹
煤矿瓦斯爆炸原因分析集团公司文件内部编码：（TTT-UUTT-MMYB-URTTY-ITTLTY-
煤矿瓦斯爆炸原因分析由于煤矿井下工作环境的特殊性及复杂性，煤矿开采是一项危险系数很高的工作，灾难事故时有发生，比如瓦斯爆炸、冒顶、透水、火灾等事故，其中瓦斯爆炸最为严重，因为其不仅损失大，而且发生频率较高。有统计数据显示，煤矿发生一次死亡10人以上的特大事故中，瓦斯爆炸约占总数的70%左右。瓦斯爆炸可谓是煤矿安全的最大威胁者，如何防治，成为煤矿安全工作的重中之重，亿矿网认为，若要解决问题，必先了解问题。下面亿矿网就带领大家了解一下瓦斯爆炸的原因。 分析多年来的煤矿事故，总结出瓦斯爆炸一般多发生在采煤与掘进工作面，且大多为乡镇煤矿，基建、技改矿井以及转制矿井也容易发生，无论是高瓦斯矿井还是低瓦斯矿井均会发生瓦斯爆炸，波及范围广，破坏力极强，多为火花引爆。造成煤矿瓦斯爆炸事故发生的原因很多，包括主观原因和客观原因，具体表现为以下几点： 矿井内瓦斯积聚 矿井内瓦斯积聚原因众多，但主要有两大原因，一是通风系统不合理，二是局部通风管理不善。分析2005年发生的34起特大瓦斯爆炸事故，发现有22起主要是因通风不合理，存在风流短路、多次串联和循环风，引起供风地点风量不足，造成瓦斯积聚；有9起因局部通风机安装不
当，风筒未延伸到供风点或脱落引起供风点有效风量不足，从而造成瓦斯积聚；有2起主要因为停电停风引起瓦斯积聚；有1起为盲巷积聚的瓦斯被引爆。 存在瓦斯引爆火源 煤矿井下能够引爆瓦斯的火源大致有爆破火花、电气火花、摩擦撞击火花、静电火花、煤炭自燃等，而放炮和电器设备产生的火花为瓦斯爆炸的主要火源。2005年发生的34起瓦斯特大事故中，有16起由放炮所引起；有15起由电器设备及电源线电火花引爆。 煤矿开采条件差 我国的煤矿开采条件普遍较差，尤其是南方煤矿。经过瓦斯等级鉴定的煤矿中，自然发火矿井及有煤尘爆炸危险的矿井占有很大比例。 安全装备不足 矿井中安全装备配置不足，发生事故的煤矿中，有的没有安装瓦斯监控系统，有的即便安了，运行也不正常或存在传感器数量不足、安装位置不对、线路存在故障、显示器不显示数据等问题，不能有效发挥其应有的作用。
煤矿安装猴车安全技术措施 一、施工概述 根据贵州省要求，我矿主井人车到2013年6月底必须更换为架空乘人装置（俗称：猴车），“猴车”和“乘人车”在矿井运输中相比，猴车有着十分优越的好处。为保证猴车安装工作安全顺利有序进行特制定本措施。 二、具体施工组织 1、时间要求： 确保2013年5月5日主井架空乘人装置顺利投运。 2、工程排队： （1）、驱动机头及猴车室改造工程按设计要求施工，工期3月10日—3月30日结束。 （2）、机尾迂回轮及下车点扩巷工程按设计要求施工，工期3月20日—3月30日结束。 （3）、机电设备安装工程4月10日--5月5日结束。 3、设备安装领导小组主要成员： 组长：崔红军 副组长：唐仲义 成员：全体机电成员 4、机电设备安装组责任分工办法： （1）调整横梁上部管道间距腾出托绳轮架固定螺栓安装位置，责任人
陶扣勇。 （2）、副井巷道两帮电缆贴帮固定保证与抱索器安全间隙不小于200mm。责任人张书桥。 （3）、敷设钢丝绳、提前释放钢丝绳扭曲应力，责任人高保占、赵建勋。 （4）、安装机头、机尾及张紧装置，责任人刘小军，4月30日前安装调试完毕。 （5）、电气设备安装调试，刘成林，5月1日前安装调试完毕。（6）、5月2日08:00-16:00安装托绳轮、压绳轮、沿途保护，责任人高保占及各区队机电队长。 (7)、5月3日16:00-24:00钢丝绳对接完毕，责任人张书桥。 （8）、安装吊椅试运转，5月4日08:00猴车顺利运转，责任人高保占。 三、技术参数 （一）、设计依据和设计规范 1、巷道的基本情况；巷道总长350米，最大坡度26°，平均坡度25°，其中变坡点5个，巷道的宽度3米，横梁离地1.94米。 （二）、主要技术参数 1、猴车型号：rjy45-35/1400型 2、最大运输能力：362人/小时 3、同时乘坐人数：74人 4、乘人间距:10米
煤矿瓦斯爆炸事故防治参 考文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月
煤矿瓦斯爆炸事故防治参考文本 使用指引：此安全管理资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进，同时考虑各个环节之间的关系，每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划，并将危害降低到最小，文档经过下载可进行自定义修改，请根据实际需求进行调整与使用。 煤矿瓦斯爆炸事故防治 ◆瓦斯（CH4）及其性质 瓦斯是指井下以甲烷(CH4)为主要成分的有毒、有害气 体的总称。瓦斯特性●无色、无味、无臭、比空气 要轻。●有很强的扩散性、渗透性。●具有燃烧性 和爆炸性。●当井下的瓦斯浓度过高，还会引起人的窒 息死亡。 特别提示:瓦斯容易积聚在巷道顶部、冒落空洞和上山 迎头等处。 ◆瓦斯爆炸的条件 （1）瓦斯浓度。瓦斯浓度达5%-16%时具有爆炸 性。（2）点燃瓦斯的火源。引爆火源温度为650℃-
750℃。（3）空气中的氧气含量。混合气体中的氧气含量不低于12%。以上三个条件必须同时具备。 ◆瓦斯爆炸前的预兆及应急处理 瓦斯爆炸前，附近的空气有颤动的现象发生，有时还发出“咝咝”的空气流动的声音。发现瓦斯爆炸预兆，应立即停止作业，迅速撤离，并立即报告。 ◆发生瓦斯爆炸事故时的应急避险 （1）当听到或感觉到爆炸声响和空气冲击波时，要立即背朝声响和气浪传来方向，脸朝下，双手置于身体下面，闭上眼睛迅速卧倒。头部要尽量低，有水沟的地方最好趴在水沟边上或坚固的障碍物后面。 （2）要立即屏住呼吸，用湿毛巾捂住口鼻。用衣服将自己身上的裸露部分尽量盖严。同时迅速取下自救器戴好。（3）高温气浪和冲击波过后应立即辨别方向，尽快逃离灾区。（4）无法逃离灾区时，应立即进入避难
( 安全管理 ) 单位：_________________________ 姓名：_________________________ 日期：_________________________ 精品文档 / Word文档 / 文字可改 煤矿瓦斯爆炸原因分析(通用 版) Safety management is an important part of production management. Safety and production are in the implementation process
煤矿瓦斯爆炸原因分析(通用版) 由于煤矿井下工作环境的特殊性及复杂性，煤矿开采是一项危险系数很高的工作，灾难事故时有发生，比如瓦斯爆炸、冒顶、透水、火灾等事故，其中瓦斯爆炸最为严重，因为其不仅损失大，而且发生频率较高。有统计数据显示，煤矿发生一次死亡10人以上的特大事故中，瓦斯爆炸约占总数的70%左右。瓦斯爆炸可谓是煤矿安全的最大威胁者，如何防治，成为煤矿安全工作的重中之重，亿矿网认为，若要解决问题，必先了解问题。下面亿矿网就带领大家了解一下瓦斯爆炸的原因。 分析多年来的煤矿事故，总结出瓦斯爆炸一般多发生在采煤与掘进工作面，且大多为乡镇煤矿，基建、技改矿井以及转制矿井也容易发生，无论是高瓦斯矿井还是低瓦斯矿井均会发生瓦斯爆炸，波及范围广，破坏力极强，多为火花引爆。造成煤矿瓦斯爆炸事故发生的原因很多，包括主观原因和客观原因，具体表现为以下几点：
矿井内瓦斯积聚 矿井内瓦斯积聚原因众多，但主要有两大原因，一是通风系统不合理，二是局部通风管理不善。分析2005年发生的34起特大瓦斯爆炸事故，发现有22起主要是因通风不合理，存在风流短路、多次串联和循环风，引起供风地点风量不足，造成瓦斯积聚；有9起因局部通风机安装不当，风筒未延伸到供风点或脱落引起供风点有效风量不足，从而造成瓦斯积聚；有2起主要因为停电停风引起瓦斯积聚；有1起为盲巷积聚的瓦斯被引爆。 存在瓦斯引爆火源 煤矿井下能够引爆瓦斯的火源大致有爆破火花、电气火花、摩擦撞击火花、静电火花、煤炭自燃等，而放炮和电器设备产生的火花为瓦斯爆炸的主要火源。2005年发生的34起瓦斯特大事故中，有16起由放炮所引起；有15起由电器设备及电源线电火花引爆。 煤矿开采条件差 我国的煤矿开采条件普遍较差，尤其是南方煤矿。经过瓦斯等级鉴定的煤矿中，自然发火矿井及有煤尘爆炸危险的矿井占有很大
贵州重点煤炭企业一览企业名称盘江煤电（集 团）有限责任公司贵州水城矿业集团有限责任公司六枝工矿（集团）有限责任公司贵州省习水县正通煤业有限责任公司林东矿务局贵州中岭矿业有限责任公司盘县盘翼选煤有限公司贵州省轿子山煤矿盘县淤泥乡湾田煤矿水城县大田洗煤有限责任公司贵州省金沙县金源煤矿林东矿务局龙凤煤矿盘县红果镇仲恒煤矿盘县红果镇红果煤矿瓮安煤矿贵州比德煤业有限公司六盘水市钟山区继航商贸有限公司兴义市龙华煤焦有限公司贵州黔西能源开发有限公司盘县松河乡松林二排煤矿贵州黎明能源集团有限责任公司盘县淤泥乡岩博煤矿贵州省平坝县大山乌煤矿黔东南州凯扬地矿业有限责任公司盘县淤泥乡大沙地煤矿盘县淤泥乡昌兴煤矿贵州黔西红林矿业有限公司盘县洒基 镇荣祥煤矿 织金县凤凰山煤矿 贵州发耳煤业有限公司 金沙县新化乡中心煤矿二号井 林东矿务局黔西林红选煤厂 林东矿务局黄家庄煤矿 贵州省兴仁县兴江煤矿 金沙县鑫达煤矿 六枝工矿（集团）习水马临煤业有限责任公司 盘县大山镇小河边煤矿 贵州青利工贸有限公司荔波分公司 贵州省安龙县龙山泓发煤矿 盘县大山镇烂泥簣煤矿 盘县柏果镇麦地煤矿 普安县楼下安利来煤矿
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煤矿井下乘人猴车在斜巷中安装与调试的 注意事项 (神华集团包头矿业公司阿刀亥煤矿，内蒙古包头014010) 摘要：文章介绍了煤矿井下猴车的安装与调试方法，旨在减少试运行时间，防止脱绳事故发生，变坡点加装机械防脱绳装置，加强安全保障。 关键词：乘人猴车；安装与调试方法；加装机械保护 中图分类号：TD53 文献标识码：A 文章编号：1007—6921(XX)02—0114—02 猴车是煤矿井下长距离运输人员的一种普遍的工具，属一种架空无极绳绞车，在钢索上加装吊椅乘坐人员，适用于井下斜巷及平巷人员运输，但此设备钢梁安装时岩巷巷帮掏孔难度大，在调试过程中容易脱绳伤人，试运行时间长，钢丝绳弹性变形随运行时间而增大，张紧尾轮在尾部滑道内无法继续向后滑动，而失去张紧力，钢丝绳在没有到使用极限就得被迫换绳，此设备在斜巷调试过程中存在脱丝，极大的威胁着调试人员的安全，为此采用有效的方法和必要的加装安全设施进行安装调试。 1 钢梁安装 猴车钢梁多为11号矿工钢，在巷道中安装时需在巷帮
两侧分别打φ150深400mm和φ150深800 mm钻孔，才可将钢梁安装在巷道中，两端各伸入巷帮400mm进行固定，并要求横梁水XX不超过3mm，由于煤矿企业很少有能打直径为φ150岩石钻孔机，所以大多采用爆破方式进行钢梁安放孔的成形，但用爆破成形后的孔很不规则，支撑面基本成斜面状，在爆破形成的巷帮斜面安放钢梁支撑力度不够，而且填充物料受压后容易与原岩石斜面脱落，使钢梁滑落造成安全事故，同时，横梁水XX难以保证，给调试与运转带来很大的隐患，为此采用煤矿常用的风钻水平打4个φ60钻孔深500mm，采用4根φ60长650 mm的圆钢作为钢梁的支撑平面，这样就可以使钢梁安装容易而合理。 2 钢丝绳预加张紧力释放扭应力 由于猴车钢丝绳属于一种无级绳绞车钢丝绳，一根钢丝绳两端叉接后，在张紧力的作用下，同象捻的钢丝绳会产生很大的扭应力，由于两端叉接钢丝绳扭应力无法消除，钢丝绳在运行中由于扭应力的存在，不停地发生自转，会把固定在钢丝绳的吊椅旋起，在运行中产生刮帮现象，另外由于钢丝绳的自转而与托绳轮产生磨擦旋转力使钢丝绳脱出绳槽，所以在上绳前对钢丝绳进行必要的扭应力预释放，使钢丝绳安装到设备上运行时不产生自转，将钢丝绳在地面开阔地方一端固定，一端加1.5倍与猴车重载时的张紧力
**矿１１.５瓦斯爆炸事故的体会**矿２００６年瓦斯爆炸事故的发生，给国家和人民的生命财产带来了巨大的损失，也给公司的安全生产造成极大的负面影响。同时也暴露出安全思想松懈、管理混乱等一系列问题。痛定思痛，我们应该深刻汲取１１.５瓦斯爆炸事故的教训，举一反三的抓好煤矿安全生产，努力把轩煤公司打造成一个本质安全型、和谐稳定型、强势竞争型、科学发展型的现代化企业。 思想决定行动。抓好煤矿安全生产，首先要始终摆正搞质量标准化与安全之间的关系、与生产之间的关系、与经济效益之间的关系，牢固树立“质量为本、安全为天”和“持之以恒抓质量、扎实有序做工作”的思想观念，牢固树立起“抓质量就等于抓安全、就等于增效益”的观念，牢固树立“没有质量标准化建设就没有安全生产的良性循环”的思想观念，在全矿上下形成共识，凝聚合力。要制定科学的管理机制、考核机制、事故问责机制和激励机制等一系列制度。 制度落实是关键。思想提升了，制度完善了，我们就要不折不扣去执行，去落实，去管理。层层落实开展安全质量标准化工作的责任，做到事事有人管、件件有着落。只有实施强有力的管理，才能保证安全质量标准化工作扎实稳步地向前推进。才能保证矿井的安全生产。杀不住“三违”的风，就迈不开安全的路。从１１.５事故到所有的事故的发生，每一起几乎都是由于违章指挥和违章作业造成的。要想彻底消除“三违”，就要广泛动员组织各方面的力量，努力形成党政领导一条线，工团组织一条线、纵向管理一条线、女工家属一条线，在全矿形成对“三违”现象施以重压的态势。各区队，班组要充分利用班前会、口头问答、知识测试、献身说法、案例分析、“三违”亮相等形式，认识“三违”危害，普及煤矿三大规程安全知识。对有“三违”思想的人员下重药，提高人员的知识水平和技能素质。安检部门要在加强集中教育培训的基础上，通过制度来约束和规范员工的操作行为，对于违章违纪，不论责任者处于什么目的，无论是否造成后果，一律按规定进行处理。这一点主要是我们管理干部要彻底转变观念，决不能当好人，作到宁听骂声，不听哭声，使干部员工对制度、规定形成敬畏感。对于各项制度，要求，必须有相应的追查落实机制，按照逐级负责制、岗位责任制的要求，一追到底，彻底追查不落实的人事。细节决定成败。矿井的采煤、掘进、机电、运输、“一通三防”等生产环节和相关岗位的安全质量工作，是煤矿的生命线。因此，在矿井“双基”建设中，我们不仅需要先进的技术装备，更需要将精细化管理落实到安全生产、质量标准化建设的全过程。通过实施精细化管理，使安全生产符合国家法律、法规、规章、规程等规定，并达到和保持一定的标准，使煤矿始终处于安全生产的良好状态，保证生产安全质量标准相关的各项制度得到正常、规范、优化的运行，全过程监控一切影响生产安全质量各环节、细节因素，最大限度地用科学的制度、规范、标准等，持续消除不安全和降损质量的隐患性问题。 科技兴企，文化强企。通过形式多样的形势教育和文体活动，广泛宣传安全文化理念和企业发展前景，进一步改善员工的精神状态、思想观念，增强了广大员工的自豪感、责任感和使命感。用实际行动自觉投身到“做强轩煤、造福员工”的企业发展目标上来。
（1）盘县矿区 矿区内骨干矿井有火铺矿、老屋基矿、山脚树 矿、月亮田矿、土城矿、金佳矿，在建响水矿（一期400万吨/年）、 松河矿（240万吨/年）。“十一五”至“十二五”规划煤矿4处，即 茨嘎矿、九村矿、马依东矿、马依西矿，总能力860万吨/年。上述 建设项目所在的井田（勘探区）中，雨谷井田（响水矿）、松河井田、 茨嘎井田、鲁那井田和九村井田、纳木、羊场井田均已完成勘探、 详查工作，马依西井田的浅部完成勘探，马依东井田的浅部预计 2006年上半年完成勘探。马依东井田深部、马依西井田深部现有程 度为普查，故需安排马依东深部、马依西深部等2个项目的详查— 勘探工作。盘江矿区的国有煤矿已有三、四十年的开采历史，部分 矿山的保有储量减少，如老屋基矿、山脚树矿、月亮田矿的保有储 量服务年限已不足5年，属严重危机矿山。但该矿山的深部及外围 具有找矿潜力，故需安排接替资源勘查工作，增加矿山储量，延长 矿山服务年限。其余尚未进行普查的地区，有白马、水塘、乐民、 滑石等，需安排普查工作。 （2）水城矿区 矿区内骨干矿井有木冲沟矿、大湾矿、那罗寨 矿、汪家寨矿、大河边矿、小河边矿、老鹰山矿、红旗矿等。在建 煤矿4处，即玉舍中矿（60万吨/年）、玉舍东矿（240万吨/年）、 神仙坡矿（45万吨/年）、义忠矿（60万吨/年）。“十一五”至“十 二五”规划煤矿9处，即米萝矿、格目底一矿、都格矿、鸡场一、 二、三、四矿、连山矿和坞铅矿，总设计能力510万吨/年。上述建 设项目所在的井田（勘探区）中，玉舍井田、米萝井田、格目底一 、管路敷设技术通过管线敷设技术不仅可以解决吊顶层配置不规范高中资料试卷问题，而且可保障各类管路习题到位。在管路敷设过程中，要加强看护关于管路高中资料试卷连接管口处理高中资料试卷弯扁度固定盒位置保护层防腐跨接地线弯曲半径标高等，要求技术交底。管线敷设技术中包含线槽、管架等多项方式，为解决高中语文电气课件中管壁薄、接口不严等问题，合理利用管线敷设技术。线缆敷设原则：在分线盒处，当不同电压回路交叉时，应采用金属隔板进行隔开处理；同一线槽内，强电回路须同时切断习题电源，线缆敷设完毕，要进行检查和检测处理、电气课件中调试对全部高中资料试卷电气设备，在安装过程中以及安装结束后进行 高中资料试卷调整试验；通电检查所有设备高中资料试卷相互作用与相互关系，根据生产工艺高中资料试卷要求，对电气设备进行空载与带负荷下高中资料试卷调控试验；对设备进行调整使其在正常工况下与过度工作下都可以正常工作；对于继电保护进行整核对定值，审核与校对图纸，编写复杂设备与装置高中资料试卷调试方案，编写重要设备高中资料试卷试验方案以及系统启动方案；对整套启动过程中高中资料试卷电气设备进行调试工作并且进行过关运行高中资料试卷技术指导。对于调试过程中高中资料试卷技术问题，作为调试人员，需要在事前掌握图纸资料、设备制造厂家出具高中资料试卷试验报告与相关技术资料，并且了解现场设备高中资料试卷布置情况与有关高中资料试卷电气系统接线等情况，然后根据规范与规程规定，制定设备调试高中资料试卷方案。 、电气设备调试高中资料试卷技术电力保护装置调试技术，电力保护高中资料试卷配置技术是指机组在进行继电保护高中资料试卷总体配置时，需要在最大限度内来确保机组高中资料试卷安全，并且尽可能地缩小故障高中资料试卷破坏范围，或者对某些异常高中资料试卷工况进行自动处理，尤其要避免错误高中资料试卷保护装置动作，并且拒绝动作，来避免不必要高中资料试卷突然停机。因此，电力高中资料试卷保护装置调试技术，要求电力保护装置做到准确灵活。对于差动保护装置高中资料试卷调试技术是指发电机一变压器组在发生内部故障时，需要进行外部电源高中资料试卷切除从而采用高中资料试卷主要保护装置。
一、产品标准介绍 1、矿业标准大纲：《地下矿用索道安全要求》标准GB21008-2007，是煤矿和非煤矿的通用标准，对煤矿猴车的安全要求专业性较低。 2、煤矿行业通用标准：《煤矿安全规程》 3、煤矿专业标准： ①《固定抱索器架空乘人装置技术条件》MT873-2000，此标准仅适用于固定抱索器，且制订标准较早，安全保护的项目少、技术要求较低。 ②《煤矿用架空乘人装置》MT/T1117-2011，此标准安全保护项目较少，技术要求不够全面。 ③ 取安标证的唯一标准AQ1038-2007《煤矿用架空乘人装置安全检验规范》，是由国家安标办牵头，我公司参与制订的煤矿用专业标准替代 MT873-2000 标准。 4、煤矿用猴车企业标准：《煤矿架空乘人装置企业标准》Q/DNGF001-2011，其标准高于任何猴车标准，是猴车加工、检验、供货标准。 二、各种标准规定的安全保护项目比较表 序 号保护项目 煤矿安 全规程 《MT873 -2000》 《GB2100 8-2007》 《AQ103 8-2007》 《MT/T1117-20 11》 《Q/DNGF001-2010 》 1 机头机尾越位保 护 ★★★★★★2 全线紧急停车保 护 ★★★★★★3过速保护★★★★★4欠速保护★★★★★5重锤下限位保护★★★★6 乘人间距控制保 护 ★ 7驱动装置二级制 动保护 ★★★ 8吊椅防过摆保护★★ 9上变坡点掉绳捕 绳停车保护 ★ ★ 1 0减速机油温保护 ★ 1 1制动器动作失效 保护 ★ 1 2入绳口安全防护 装置 ★ 1 3 系统防静电保护★1机头机尾信号中★
4断保护 ★ 是表示有此项目 以上安全保护项目中，企业标准Q/DBFW001-2011要求最高，AQ1038-2007标准其次，也是目前国内评审猴车安全标志证的唯一依据。 三、强制认证 1、猴车产品必须全系统强制认证，取得矿用产品安全标志证书（但至目前为止，因国家产品目录上没有猴车，故无法取得“生产许可证”），而猴车系统中的电气产品必须具备防爆合格证、安标证和生产许可证。 2、根据国家安全生产标准AQ1038-2007《煤矿用架空乘人装置安全检验规范》和国家安全标志办公室规定：机械式架空乘人装置和液压式架空乘人装置各分成六大系列，即： ① RJY和RJZ系列——煤矿固定抱索器架空乘人装置 ② RJDY和RJDZ系列——煤矿单向固定抱索器架空乘人装置（即往复式架空乘人装置） ③ RJHY和RJHZ系列——煤矿活动抱索器架空乘人装置 ④ RJKY和RJKZ系列——煤矿大坡度可摘挂抱索器架空乘人装置 ⑤ RJDHY和RJDHZ系列——煤矿单向活动抱索器架空乘人装置（即循环式两边不同时乘人） ⑥ RJDKY和RJDKZ系列——煤矿单向大坡度可摘挂抱索器架空乘人装置（即循环式两边不同时乘人和往复式单侧乘人） 3、猴车电机常用功率：15KW、18.5KW、22KW、30KW、37KW、45KW、55KW、75KW、90KW、110KW、132KW 等11个电机功率，并规定每个系列中的每一个电机功率必须一个猴车整机的安标证。 4、猴车安标证数量：每个猴车系列的安标证11个，六个系列猴车的安标证数量为： ① 第一代机械式架空乘人装置：66个；② 第二代液压式架空乘人装置：66个，总数量为132个。 我公司经过国家各级部门的严加审查和检测，所检产品全部合格，并于2011年11月23日重新获得新颁发的“猴车”安标证（识别方法是在原安标证的型号后面加“A”），我公司是全国最早恢复新安标证的厂家，也是目前国内取证最全最多的唯一厂家。 5、安全标志证书的型号规定： 乘人装置型号表示方法必须符合MT/T154.8-1996、AQ1038-2007的规定。
安全管理编号：LX-FS-A78711 煤矿瓦斯爆炸事故原因分析及对策 标准范本 In the daily work environment, plan the important work to be done in the future, and require the personnel to jointly abide by the corresponding procedures and code of conduct, so that the overall behavior or activity reaches the specified standard 编写：_________________________ 审批：_________________________ 时间：________年_____月_____日 A4打印/ 新修订/ 完整/ 内容可编辑
煤矿瓦斯爆炸事故原因分析及对策 标准范本 使用说明：本安全管理资料适用于日常工作环境中对安全相关工作进行具有统筹性，导向性的规划，并要求相关人员共同遵守对应的办事规程与行动准则，使整体行为或活动达到或超越规定的标准。资料内容可按真实状况进行条款调整，套用时请仔细阅读。 瓦斯爆炸是煤矿特有的极其严重的一种灾害。一旦发生，不仅能够造成大量人员伤亡，而且会严重摧毁井下设施，中断生产，有时候还会引起瓦斯连续多次爆炸、井巷垮塌、顶板冒落和井下火灾等二次灾害，从而加重事故的灾害程度。根据我国煤矿历年的事故统计数据显示，在煤矿重特大事故中，瓦斯事故居首位。建国以来，我国煤矿共发生一次100人以上的重特大事故就有22起，其中17起事故是瓦斯爆炸事故，约占77.3％。因此瓦斯爆炸事故对我国煤矿安全生产带来了严重的威胁，如何控制和防止瓦
内部编号：AN-QP-HT697 版本/ 修改状态：01 / 00 The Production Process Includes Determining The Object Of The Problem And The Scope Of Influence, Analyzing The Problem, Proposing Solutions And Suggestions, Cost Planning And Feasibility Analysis, Implementation, Follow-Up And Interactive Correction, Summary, Etc. 编辑：__________________ 审核：__________________ 单位：__________________ 煤矿瓦斯爆炸原因分析通用范本
煤矿瓦斯爆炸原因分析通用范本 使用指引：本解决方案文件可用于对工作想法的进一步提升，对工作的正常进行起指导性作用，产生流程包括确定问题对象和影响范围，分析问题提出解决问题的办法和建议，成本规划和可行性分析，执行，后期跟进和交互修正，总结等。资料下载后可以进行自定义修改，可按照所需进行删减和使用。 由于煤矿井下工作环境的特殊性及复杂性，煤矿开采是一项危险系数很高的工作，灾难事故时有发生，比如瓦斯爆炸、冒顶、透水、火灾等事故，其中瓦斯爆炸最为严重，因为其不仅损失大，而且发生频率较高。有统计数据显示，煤矿发生一次死亡10人以上的特大事故中，瓦斯爆炸约占总数的70%左右。瓦斯爆炸可谓是煤矿安全的最大威胁者，如何防治，成为煤矿安全工作的重中之重，亿矿网认为，若要解决问题，必先了解问题。下面亿矿网就带领大家了解一下瓦斯爆炸的原因。 分析多年来的煤矿事故，总结出瓦斯爆炸
关于我国煤矿架空乘人装置发展现状的调查 2014-11-15 10:41:33 来源：中国矿业报 一提到煤矿架空乘人装置——“猴车”，煤炭行业内的人士并不陌生。它作为矿工上下班的主要运输工具之一，现在已在许多煤矿普遍使用。 一提到煤矿架空乘人装置——“猴车”，煤炭行业内的人士并不陌生。它作为矿工上下班的主要运输工具之一，现在已在许多煤矿普遍使用。 然而在国家对煤矿安全日益重视的大势下，作为煤矿主要运输设备之一、事关矿工上下班安全的“猴车”，却成为了“被遗忘的角落”，并没有在国家层面上引起足够的重视。 “‘猴车’是矿工乘坐的主要工具，事关煤矿安全，但现在‘猴车’市场良莠不齐，恶性竞争严重，加之国家层面上监管乏力，给‘猴车’的安全运行和矿工的人身安全带来了巨大的隐患。”我国最大的“猴车”生产厂家——湘潭市恒欣实业有限公司董事长肖公平面对中国矿业报记者的采访，深感忧虑地说。 “猴车”使用日趋广泛 我国“猴车”生产使用，由来已久。据考证，我国是世界上最早使用架空索道的国家，第一条用于煤矿的钢丝绳索道始建于1910年，在北京房山煤矿成功运行和使用，开辟了我国第一台煤矿用架空乘人装置的先河。 1966年，山东淄博煤矿装设了我国第一条煤矿索道，深受矿工的欢迎。该索道被有关专家认为是新中国成立后的我国第一条简易、实用的煤矿乘人装置。随后，河南、河北、湖南、四川等地的很多煤矿都装设了这种井下人员运送装置。 因“猴车”这种井下索道运输与斜井人车运输相比，具有更安全实用、运送能力大、动力消耗小（仅为人车运输动力的1/3~1/5)、设备结构简单、维护工作量小等优点，很快在全国煤矿得到应用。上世纪70年代，全国各主要产煤省份就开始使用煤矿乘人装置，而这种装置也于80年代在全国部分大型煤矿得到发展。 2000年以来，随着煤炭市场的快速发展，我国的“猴车”也迎来了发展黄金期。 2000年~2005年，是我国“猴车”的第一个发展时期，这一阶段主要是“猴车”产品的市场认知期，即进入市场初级推广阶段。
荣胜煤矿瓦斯爆炸 集团企业公司编码：（LL3698-KKI1269-TM2483-LUI12689-ITT289-
荣胜煤矿瓦斯爆炸一、事故概况及经过 荣胜煤矿位于山西省寿阳县城东北28公里解愁乡荣家沟村，北临县营东煤矿，东部隔断层与解愁乡东胜煤矿相邻。井田位于沁水煤田北部边缘，面积1．5平方公里，原属解愁乡办煤矿，1972年因古空透水死亡5人而关闭。1979年，由温家庄乡为主与荣家沟村集资联办，于当年4月17日恢复生产。1980年又在荣家沟南围湾开拓斜长180米、斜井坡度20度，1981年完工投产。新区作为提升井，两个斜井进风，经由多自回风巷到回风立井。回风立井并联三台11千瓦局扇作抽出式排风。 1986年3月12日6时30分，36人先后入井。队长窦某某在局扇未开情况下就安排工作。7时多，瓦检员王某某入井，启动风机后到下山检测瓦斯。风机运转十分钟停了，队长窦某某来到工作面，随即派人叫瓦检员再测。当王某某返回工作面检测瓦斯后，十分惊慌，连忙喊开风机，并急忙往外走，没走多远，发生瓦斯爆炸。事故时间约8时29分；伤亡情况：死亡29人，伤3人；经济损失：20万元。这是一起重大责任事故。 二、事故原因分析 1、停风作业，瓦斯积聚，达到了爆炸浓度。
2、队长窦某某违章指挥，在停风没有检测瓦斯浓度的情况下安排工人冒险蛮干。 3、电工带电作业产生明火引起瓦斯爆炸。 三、对事故责任者的处理 1986年12月12日，山西省人民政府晋政函(1986)91号文批复处理如下； 1、矿长赵某某，由司法机关依法追究刑事责任(被判刑2年)。 2、采煤队长窦某某，由司法机关依法追究刑事责任(被判2年半)。 3、生产副矿长姜某某，由司法机关依法追究刑事责任(被判1年半)。 4、温家庄乡党委书记冯某某，给予撤销乡党委书记职务，留党察看2年处分。 5、温家庄乡乡长袁某某，撤销乡长职务和党内职务。 6、县煤管局局长高某某，给予行政严重警告处分。 7、县主管工业生产的副县长郝某某，给予行政严重警告处分。责成县委副书记、县长张某某，晋中行署乡镇局党组书记李某某写出书面检查报告。 四、防止同类事故的措施