煤矿联合试运转整改方案（5篇范文）

第一篇：煤矿联合试运转整改方案

煤矿联合试运转安全隐患

整改方案

根据2012年03月03日,毕节市工业和能源委员会、赫章县工业经济贸易和能源局联合对我矿联合试运转进行现场检查，共提出48条安全隐患及问题。针对提出的48条安全隐患和问题，我矿于2012年03月05日19:00由矿长组织召开矿、队两级安全隐患整改紧急工作会议，成立了矿长牵头，总工程师及安全、生产、机电副矿长参与，会同安全、通防、技术、调度、机电各职能部门及各生产队队长组成安全隐患整领导改小组，对存在的隐患和问题按照“五定”原则分轻重缓急逐项落实整改并编制本安全隐患整改方案：

一、成立安全隐患整改领导小组

组 长： 副组长： 成 员：

成立隐患整改办公室，办公室设在矿调度室，办公室主任由程明担任。

二、存在的安全隐患和问题

隐患一：1181探煤巷、1181辅助回风巷与设计不符合。隐患二：井底主、副水仓与设计不符合。

隐患三：1580轨道石门布置临时水仓与设计不符合。

隐患四：矿井按自然发火煤层设计，未安装束管检测系统和设置防火观测站。

隐患五：1620回风石门和1580回风石门外段回风、里段进风，不符合安全要求。

隐患六：1182运输巷掘进排矸线路经过回风石门,不符合要求。

隐患七：1182回风巷、运输巷掘进工作面安全出口经过1620回风石门、1580回风石门，不符合要求。

隐患八：1181采面、1182回风巷及运输巷均未布置穿层钻孔预抽M29煤层瓦斯。

隐患九：1181采面回风巷未布设低负压瓦斯抽放管路实施采空区埋管抽放。隐患十：1181采面运输巷及回风巷高负压抽放支管与钻孔尾管连接未使用分支管，且尾管未设瓦斯浓度、负压及流量的检测孔。

隐患十一：1182回风巷未在巷道两帮布置迈步钻场实施本煤层瓦斯抽放。隐患十二：采掘工作面瓦斯钻孔未设置钻孔牌板。

隐患十三：1181采面未进行煤与瓦斯突出危险性预测预报。

隐患十四：1182回风巷防突牌板内容不完善，且现场未设置防突距离控制点。

隐患十五：1181采面缺一排基本支柱，且切顶排未按作业规程要求布置戗柱、戗棚等特殊支护。

隐患十六：1181采面回风侧回风巷和辅助回风巷布置不合理，两巷之间区域回采、通风系统无法保证。

隐患十七：采面和掘进工作面未提供消突报告。

隐患十八：矿井防尘系统不完善，回风斜井未布置防尘管路和防尘喷雾装置。

隐患十九：井下部分联络巷道未喷浆，巷帮风化片帮。

隐患二十：矿灯管理不符合要求，矿灯发放未使用灯牌，且矿灯、自救器未实现专人专用。

隐患二十一：1580回风石门积水严重。

隐患二十二：1580底抽巷的专用回风巷及1580的回风绕道内的机电设备未

撤出。

隐患二十三：溜煤眼上口缺洒水防尘装置及瓦斯传感器。隐患二十四：1182运输巷掘进工作面前探支护质量差。

隐患二十五：1182运输掘进工作面未按照要求开展防突及探水工作，瓦斯及探水牌板无实际内容。

隐患二十六：1182运输巷掘进工作面未安装压风、防尘管路。

隐患二十七：通风系统图不规范，无井筒名称，巷道分风节点标注，网络图与系统图不对位。

隐患二十八：主排水管路、水泵未安装，水泵房、吸水小井未建设完工。隐患二十九：三条井筒下段变形严重，支护力不够。隐患三十：永久巷道局部地段未施工排水沟。

隐患三十一：井下风门连锁不符合要求，且未设置风门传感器。隐患三十二：瓦斯抽放管路局部地段安装不符合要求且相对较低点未设置防水装置。

隐患三十三：防尘洒水系统安装不完善，总回未铺设防尘管路，局部转载点未安装防尘洒水装置。

隐患三十四：风井防爆门建设不符合要求。

隐患三十五：回风斜井未按照《安全专篇》设计设置防爆设施。隐患三十六：1182运输巷掘进头未严格执行探放水措施。

隐患三十七：未将老窑、采空区及积水情况标会在井上、井下对照图上。隐患三十八：回风斜井负压传感器安设位置错误。隐患三十九：1580西翼底板抽放巷风门未按风门传感器。隐患四十：该矿井开采垂深超过50米，未安装机械乘人装置。

隐患四十一：主扇风机房双线路安装不符合一类负荷供电的要求：使用共用电气开关。

隐患四十二：瓦斯抽放泵房一趟路线专接低负压，不满足一类负荷供电要求。

隐患四十三：井下掘进巷道安装的瓦斯电闭锁装置不起作用：瓦斯超限不能断电。

隐患四十四：主要大巷安装的皮带运输机综合保护装置不全。隐患四十五：工程技术人员配备不足。隐患四十六：无瓦斯泵司机证。

隐患四十七：班前会议记录、矿灯发放记录、入井检身记录三项记录不一致。

隐患四十八：未编制特种作业人员、从业人员培训计划。

三、安全隐患整改方案

隐患一：1181探煤巷、1181辅助回风巷与设计不符合。

整改措施：人工将1181探煤下山皮带拆除后，采用水泥、砂、砖施工密闭墙将1181探煤下山及1181辅助回风巷两端密闭，共计施工密闭墙4道，墙厚800mm，掏槽见硬帮、硬底，与煤、岩体结实，并设置反水池、栅栏、编号上图、挂牌管理。

落实负责人：杨其春

监督检查人：刘 勇 落实资金：2000元 完成时限：2012年3月7日

隐患二：井底主、副水仓与设计不符合。

整改措施：根据设计方案，编制主、副水仓设计及掘进作业规程，掘进方式为炮掘，主水仓长度70m，断面5.3m²，水仓容积106m³；副主水仓长度36m，断面5.3m²，水仓容积53m³，锚网喷支护（喷浆材料：水泥、砂及

速凝剂），喷浆厚度150mm，锚杆排距800mm×800mm，锚索间排距2000 mm *2000 mm。

落实负责人：杨其春 监督检查人：刘 勇 落实资金：100000元 完成时限：2012年3月16日

隐患三：1580轨道石门布置临时水仓与设计不符合。

整改措施：从1580车场经副斜井下段至1476水仓挖设水沟，采用水泥砂浆进行浇灌，将1580水平以上的水引流至1476水仓；然后将1580临时水仓水排干，撤除临时水泵，采用矸石及水泥砂浆将1580临时水仓充填满，充填量为12m³；最后再采用砂、砖、水泥将1580临时水仓施工密闭墙进行密闭。施工密闭墙掏槽见硬帮、硬底，与煤、岩体结实，墙厚800mm，并设置好反水池、栅栏，编号上图，挂牌管理。

落实负责人：杨其春 监督检查人：刘 勇 落实资金：1000元

完成时限：2012年3月15日

隐患四：矿井按自然发火煤层设计，未安装束管检测系统和设置防火观测站。

整改措施：威奢煤矿已鉴定为Ⅲ类不易自燃煤层，威奢煤矿将“煤层自燃发火倾向性鉴定报告”送县工能局、地区工能委、省能源局进行备案。

落实负责人：程 明 监督检查人：蔡永全

落实资金：2000元

完成时限：2012年3月16日

隐患五：1620回风石门和1580回风石门外段回风、里段进风，不符合安全要求。

整改措施：将1620回风石门及1580回风石门段巷道采用砂、砖、水泥施工密闭墙密闭，密闭规格为：掏槽300mm（见硬底、硬帮，与煤、岩体结实），墙厚800mm，并设置反水池(300mm×300mm)、栅栏（规格： 3000mm×1800mm，栅栏条间距：200mm）、编号上图、并挂牌管理。

落实负责人：杨其春 监督检查人：刘 勇 落实资金：3000元

完成时限：2012年3月12日

隐患六：1182运输巷掘进排矸线路经过回风石门,不符合要求。

整改措施：采用砂、砖、水泥将1182运输巷排矸线路（1580回风石门里段巷道）施工密闭墙密闭，密闭规格为：掏槽300mm（见硬底、硬帮，与煤、岩体结实），墙厚800mm，并设置反水池(300mm×300mm)、栅栏（规格：3000mm×1800mm，栅栏条间距：200mm）、编号上图、并挂牌管理。

落实负责人：杨其春 监督检查人：刘 勇 落实资金：3000元

完成时限：2012年3月15日

隐患七：1182回风巷、运输巷掘进工作面安全出口经过1620回风石门、1580回风石门，不符合要求。

整改措施：采用砂、砖、水泥分别将1620回风石门（1620联络巷1至联络巷3之间）及1580回风石门（1580联络巷1至联络巷2之间）巷道两端施工密闭墙密闭，密闭规格为：掏槽300mm（见硬底、硬帮，与煤、岩体结实），墙厚800mm，并设置反水池(300mm×300mm)、栅栏（规格： 3000mm×1800mm，栅栏条间距：200mm）、编号上图、并挂牌管理。

1182回风巷安全出口路线：1182回风巷工作面—1620联络巷（3）—1620运输石门—1620车场—主斜井

1182运输巷安全出口路线：1182运输巷工作面—1580联络巷（2）—1580运输石门—1580车场—主斜井

落实负责人：杨其春 监督检查人：刘 勇 落实资金：2000元

完成时限：2012年3月15日

隐患八：1181采面、1182回风巷及运输巷均未布置穿层钻孔预抽M29煤层瓦斯。

整改措施：采用钻机在1181运输巷、1181回风巷、1182回风巷及1182运输巷上帮每隔20m布置钻场。

钻场规格：L3.5m×D3.5m×H2.2m，每个钻场布置40个钻孔，钻孔平均孔深为30m，使用1寸PVC管作为预埋管，采用马丽散进行封孔，封孔长度不小于5m。

控制范围：控制到设计M29煤层掘进巷道上帮15m以外，下帮15m以外。管路连接：沿工作面上帮安设主管，在主管上连接分支管，在分支管上安装扫把头，分别在扫把头上方安装40个与预埋管连接1寸焊接钢管（扫

把头与焊接钢管采用软管连接，软管上设置导流管）；放水器设置在扫把头下方，并在扫把头上方设置排气孔（2′）和扫把头下方安设放水闸阀（1寸），连管预抽M29煤层瓦斯。

施工钻孔总进尺：

1182运输巷：在开口往里30m处施工钻场1个，钻孔数40个，总进尺1200m； 1182回风巷：在开口往里35m处施工钻场1个，钻孔数40个，总进尺1200m；1181运输巷：距离切眼59m施工第一钻场，钻孔数40个，进尺1200 m；

距离切眼38m施工第二钻场，钻孔数40个，进尺1200m； 距离切眼18m施工第三钻场，钻孔数40个，进尺1200 m；

1181回风巷：距离切眼52m施工第一钻场，钻孔数40个，进尺1200 m；

距离切眼40m施工第二钻场，钻孔数40个，进尺1200 m； 距离切眼21m施工第三钻场，钻孔数40个，进尺1200m；

落实负责人：杨其春 监督检查人：刘 勇 落实资金：10000元 完成时限：2012年3月16日

隐患九：1181采面回风巷未布设低负压瓦斯抽放管路实施采空区埋管抽放。

整改措施：从1620回风石门到1181回风巷安设250mm低负压瓦斯管（PVC管）205m到工作面上出口（瓦斯管接头处采用300mm×300mm×300mm木墩支垫，每隔6m采用φ7.5mm软钢丝绳进行吊挂），每隔30m布置一个三通（10寸变8寸），在低洼点安设放水器（规格：管径8寸、长度3m、末端设置2寸排

水球阀、1寸排气球阀）。

在工作面上隅角低负压管末端连接竖式连接蜂窝管（8寸），蜂窝管距离顶板500mm，中间采用8寸变接与三通连接（每个三通端口采用8寸堵板进行封堵，当采面推进到所设三通位置时，在所设三通位置处采用半圆木架设“#”字型木垛对三通进行保护）。

隔离墙施工：采用编织袋装煤矸构筑成弧形隔离墙进行隔离，厚度1.2m，弧形角度约为120°，使用黄泥进行勾缝（构筑隔离墙之前首先对上隅角底板进行清理，杜绝将铁器等物件砌筑于隔离墙之内）。

安设线路：1620回风石门—1181回风专用回风巷—1181回风联络巷—1181回风巷—1181采面上隅角。

落实负责人：彭泽发 监督检查人：刘胜银 落实资金：2000元

完成时限：2012年3月15日

隐患十：1181采面运输巷及回风巷高负压抽放支管与钻孔尾管连接未使用分支管，且尾管未设瓦斯浓度、负压及流量的检测孔。

整改措施：在1181运输巷、1181回风巷每隔10m安装抽放支管，在抽放支管上安装扫把头，在扫把头上方设置5个1寸焊接钢管与顺层抽放钻孔预埋管进行连接，在1寸焊接钢管与预埋管采用1.2寸软管进行连接，软管上安设导流管（生产厂家：郑州光力科技有限公司，型号：ZYJ-70瓦斯抽放综合参数测定导流管）。

落实负责人：李招贵 监督检查人：程 明

落实资金：500元

完成时限：2012年3月10日

隐患十一：1182回风巷未在巷道两帮布置迈步钻场实施本煤层瓦斯抽放。

整改措施：在1182回风巷上帮距开口点30m处布置第一钻场，在距第一钻场5m处巷道下帮布置第二钻场，在第一钻场和第二钻场分别施工6个顺层钻孔抽放煤巷条带瓦斯。

钻场规格：L3.5m×D3.5m×H2.2m，每个钻场布置6个顺层钻孔，钻孔深度必须大于60m，使用1寸PVC管作为预埋管，采用马丽散进行封孔，封孔长度不小于8m。

控制范围：控制到1182回风巷设计掘进巷道上帮15m以外，下帮15m以外，前方60m以外，根据我矿M18煤层抽放半径（1.5m），终孔距控制在3m之内。

落实负责人：李招贵 监督检查人：程 明 落实资金：2000元

完成时限：2012年3月17日

隐患十二：采掘工作面瓦斯钻孔未设置钻孔牌板。

整改措施：在1181采面运输巷、回风巷，1182运输巷、回风巷设置瓦斯瓦斯抽放钻孔牌板。（牌板规格：800mm×600mm,牌板内容：钻孔设计方位角、倾角、孔深、负责人、验收人、施钻时间）。

落实负责人：高华兴 监督检查人：程 明

落实资金： 200元

完成时限：2012年3月17日

隐患十三：1181采面未进行煤与瓦斯突出危险性预测预报。

整改措施：在1181工作面切眼采用风煤钻每隔10-15m施工1个预测孔对其进行突出危险性预测，设计施工钻孔6个，孔深10-12m，用WTC瓦斯防突参数仪测定瓦斯解析指标K1值和钻屑量Smax，瓦斯解析指标K1值和钻屑量Smax临界值分别为0.5 mL/g·m in1/2和6.0Kg/m。当瓦斯解析指标K1值和钻屑量Smax均小于临界值时，判断1181采煤工作面无突出危险工作面；如瓦斯解析指标K1值和钻屑量Smax其中一项指标超过临界值时，判断1181采煤工作面为突出危险工作面，必须采取短孔抽排放钻孔进行抽排放。

落实负责人：李德忠 监督检查人：程 明 落实资金： 1000元 完成时限：2012年3月08日

隐患十四：1182回风巷防突牌板内容不完善，且现场未设置防突距离控制点。

整改措施：更换1182回风巷防突牌板，并在牌板原有内容的基础上增加一栏“剩余掘进进尺”，在工作面采取突出危险性预测和效果检验测试时，距工作面5m处下帮用风煤钻施工钻孔安装木屑作为防突控制点，在木屑上用红色自喷漆标示并挂牌管理。

落实负责人：李德忠 监督检查人：程 明 落实资金： 200元

完成时限：2012年3月08日

隐患十五：1181采面缺一排基本支柱，且切顶排未按作业规程要求布置戗柱、戗棚等特殊支护。

整改措施：在1181采面切眼煤壁爆破落煤刷帮（宽度1m、高度2.2m），采用单体配合铰接顶梁支设一排基本柱（柱距0.8m、排距1m），且在切顶线支柱与第三排基本柱之间每隔1.6米加设一根密集支柱，每隔2.4米设置一根戗柱，共需设置密集44棵，戗柱26棵，单体支柱压力必须大于90KN，并定期对工作面单体支柱进行补液。

落实负责人：李招贵 监督检查人：刘 勇 落实资金： 8000元 完成时限：2012年3月15日

隐患十六：1181采面回风侧回风巷和辅助回风巷布置不合理，两巷之间区域回采、通风系统无法保证。

整改措施：在1181辅助回风巷两端采用水泥、砂、钻施工密闭墙密闭，掏槽300mm（见硬底、硬帮，与煤、岩体结实），墙厚800mm，并设置好反水池(300mm×300mm)、栅栏（规格： 3000mm×1800mm栅栏条间距：200mm）、编号上图、挂牌管理。

落实负责人：杨其春 监督检查人：刘 勇 落实资金： 2000元 完成时限：2012年3月13日

隐患十七：采面和掘进工作面未提供消突报告。

整改措施：收集1181采面和1182运输巷、回风巷实测瓦斯抽放率、残余瓦斯压力、残余瓦斯含量等数据，对1181采面和1182运输巷、1182回风巷编制消突评价报告，并送矿总工程师和矿长进行审批。

落实负责人：高华兴 监督检查人：程 明 落实资金： 2000元 完成时限：2012年3月08日

隐患十八：矿井防尘系统不完善，回风斜井未布置防尘管路和防尘喷雾装置。

整改措施：在回风斜井安设一趟φ50mm的无缝钢管到井底，共安设管路500m，全断面防尘喷雾装置10组，每隔50m安设一组，每组8个喷头，喷头角度（与巷道垂直断面成45°，迎风安装）。

落实负责人：李德忠 监督检查人：程 明 落实资金： 500元

完成时限：2012年3月12日

隐患十九：井下部分联络巷道未喷浆，巷帮风化片帮。

整改措施：将未喷浆的巷道（1580底抽巷、1580底抽巷专用回风巷、1476水泵房及管子道）采用水泥、砂及速凝剂进行喷浆，喷浆厚度150mm，水泥、砂配比：1：2，水灰比：0.4—0.5。

工程量：1476水泵房25m，管子道28.6m，1580底抽巷27.6m，底抽巷专用回风巷100m。

落实负责人：杨其春

监督检查人：刘 勇 落实资金： 10000元 完成时限：2012年3月10日

隐患二十：矿灯管理不符合要求，矿灯发放未使用灯牌，且矿灯、自救器未实现专人专用。

整改措施：根据矿上职工人数购买灯牌，并编号发放到工人（灯牌编号与矿灯、自救器编号一致），矿灯房值班人按矿灯编号发放矿灯、自救器，做到专人专用，并做好矿灯发放记录。

落实负责人：彭泽发 监督检查人：刘胜银 落实资金： 500元 完成时限：2012年3月9日

隐患二十一：1580回风石门积水严重。

整改措施：从1580回风石门到回风斜井段采用手镐配合铲子清理水沟，清理水沟长度80m，保证水沟畅通。

落实负责人：杨其春 监督检查人：刘 勇 落实资金： 800元 完成时限：2012年3月8日

隐患二十二：1580底抽巷的专用回风巷及1580的回风绕道内的机电设备未撤出。

整改措施：将1580底抽巷的专用回风巷及1580回风绕道内两台420刮板运输机拆除回收（1580底抽巷专用回风巷420刮板运输机85m, 1580回风绕道420刮板运输机60m）。拆除前，先用掐链器在机尾处将链条掐开，利用420

刮板运输机铵钮点动把链条及刮板逐段点到机头处堆放整齐，最后采用平板车将溜槽及链条装车打标运输出地面。装车严禁超宽、超高，打标必须牢固可靠。

运输路线：1580底抽巷的专用回风巷（1580的回风绕道）—1580联络巷（2）—1580运输石门—1580车场—副斜井

落实负责人：杨其春 监督检查人：刘 勇 落实资金： 3000元 完成时限：2012年3月8日

隐患二十三：溜煤眼上口缺洒水防尘装置及瓦斯传感器。

整改措施：从1181运输巷岔口处安设50mm无缝钢管φ60m一趟防尘管路到溜煤眼上口，并安设好转载点防尘喷雾1组，喷头5个（喷头与巷道垂直断面成45°，迎风安装）；从1580车场监控分站接一趟150m监控线路到溜煤眼上口，并安设瓦斯传感器（型号KG90001C）1个，瓦斯传感器安设在溜煤眼的上方离上帮0.3m，距顶0.2m。瓦斯传感器报警值≥0.8%、断电值≥0.8%、复电值＜1.0%、断电范围为1181运输巷内所有非本安型电气设备的电源。

落实负责人：李德忠、贺胜民 监督检查人：程 明 落实资金： 3000元 完成时限：2012年3月10日

隐患二十四：1182运输巷掘进工作面前探支护质量差。

整改措施：采用11#工字钢加工前探梁2组（长度：3m，每组2根，配置4个吊环），运输到1182回风巷、1182运输巷迎头，卸下锚杆螺帽，把吊环安装上后把锚杆螺帽上紧牢靠，在吊环上安设前探梁。前探部分用板皮与顶板结实。

落实负责人：彭泽发 监督检查人：刘胜银 落实资金： 500元

完成时限：2012年3月10日

隐患二十五：1182运输掘进工作面未按照要求开展防突及探水工作，瓦斯及探水牌板无实际内容。

整改措施：按照《1182运输巷防突设计》开展防突工作：在1182运输巷掘进工作面迎头采用风煤钻施工3个预测孔对其进行突出危险性预测，孔深10-12m，用WTC瓦斯防突参数仪测定瓦斯解析指标K1值和钻屑量Smax，瓦斯解析指标K1值和钻屑量Smax临界值分别为0.5 mL/g·m in1/2和6.0Kg/m。当瓦斯解析指标K1值和钻屑量Smax均小于临界值时，判断1182运输巷掘进工作面无突出危险工作面；如瓦斯解析指标K1值和钻屑量Smax其中一项指标超过临界值时，判断1182运输巷掘进工作面为突出危险工作面，必须采取短孔抽排放钻孔进行抽排放。

在1182运输巷掘进工作面迎头采用钻机施工5个探放水孔：1号孔布置在工作面离左帮0.5m的位置,钻孔距巷道底部为1.1m，方位角为89°，倾角为0°，孔深＞52m；2号孔布置在工作面迎头正中距巷道底部1.1m的位置,方位角为113°，倾角为0°，孔深＞45m；3号孔布置在工作面迎头正中距巷道底部为1.4m的位置,钻孔方位角为113°之间，倾角为+24°，孔深＞52m；4号孔布置在工作面迎头正中距巷道底部为0.6m的位置,钻孔方位角为113°，倾角为-24°，孔深＞52m；5号孔布置在工作面迎头距左

帮0.5m的位置,钻孔距巷道底部为1.1m，方位角为137°，倾角为0°，孔深＞52m。

探水孔控制范围：控制巷道掘进前方上下左右各20m，且保证水平距不小于40m；

更换1182运输巷防突牌板，并在牌板原有内容的基础上增加一栏“剩余掘进进尺”，在工作面采取突出危险性预测和效果检验测试时，距工作面迎头5m处上帮用风煤钻施工钻孔安装木屑作为防突控制点，在木屑上用红色自喷漆标示并挂牌管理。

落实负责人：李招贵 监督检查人：程 明 落实资金：1000元 完成时限：2012年3月7日

隐患二十六：1182运输巷掘进工作面未安装压风、防尘管路。

整改措施：在1580运输石门主管（压风管：4寸无缝钢管,供水管:4寸无缝钢管）上安装支管压风管（4寸无缝管管）、防尘管（2寸无缝钢管）各50m经1580联络巷到1182运输巷掘进工作面，并在1182运输巷距离开门口15m处安装压风自救装置及防尘喷雾各1组。每组压风自救装置安设8个自救袋（6个减压阀），全断面防尘喷雾安装喷嘴8个，喷嘴迎风安设，角度为45°。全断面安设，形成水幕。

落实负责人：李德忠 监督检查人：程 明 落实资金：500元

完成时限：2012年3月10日

隐患二十七：通风系统图不规范，无井筒名称，巷道分风节点标注，网络图与系统图不对位。

整改措施：根据井下实际通风系统，重新对通风系统图进行绘制，标明三条井筒（主斜井、副斜井、回风斜井）名称、每条巷道分风节点、密闭编号、并将系统变动后的风量全部标注在通风系统图上。

落实负责人：高华兴 监督检查人：程 明 落实资金： 500元 完成时限：2012年3月8日

隐患二十八：主排水管路、水泵未安装，水泵房、吸水小井未建设完工。

整改措施：水泵房掘进：在管子道标高为+1481m处开口掘进水泵房与井底车场贯通，水泵房断面为6.5㎡，长度40m。采用锚网喷支护，锚杆排距800mm×800mm，锚索间排距2000 mm *2000 mm，锚喷厚度150mm。

吸水小井：从水泵房往水仓方向掘2条吸水巷与水仓贯通，在第一条吸水巷末端向下挖设2个吸水小井（φ800×h3400），第二条吸水巷挖设吸1个吸水小井，采用水泥、砂浆进行浇灌（浇灌厚度不小于500mm），吸水巷断面为3.2㎡，长度5m。采用锚网喷支护，锚杆排距800mm×800mm，锚索间排距2000 mm *2000 mm，锚喷厚度800mm。

管路及水泵安设：从地面经副斜井至1476水泵房安装管径φ150mm、φ108mm 无缝钢管各520m排水管两趟，在1476水泵房安装离心泵3台(型号：D46-30×9，电机功率：75KW，扬程：270m，流量：46m³/h)，主水仓2个吸水小井安装2台水泵，副水仓吸水小井安设1台水泵，水泵房管路成

环形布置，每台水泵由一个闸阀控制。

落实负责人：彭泽发 监督检查人：刘胜银 落实资金：10000元 完成时限：2012年3月17日

隐患二十九：三条井筒下段变形严重，支护力不够。

整改措施：在1476底车场、副斜井（主斜井、回风斜井）下段顶板压力显现地段补打锚索对巷道顶板加固支护，锚索设置两排，间距2m，排距1.5m，每根锚索使用锚固剂3只，锚索外露长度均在200mm～300mm之间，需要施工锚索约400棵，支护巷道长度320m。

落实负责人：杨其春 监督检查人：刘 勇 落实资金： 15000元 完成时限：2012年3月15日

隐患三十：永久巷道局部地段未施工排水沟。

整改措施：在主井下段采用水泥、砂浆浇灌排水沟，排水沟规格：宽×深=300mm×300mm，主斜井需要浇灌水沟长度120m，回风斜井130m、副斜井150m。

落实负责人：杨其春 监督检查人：刘 勇 落实资金： 12000元 完成时限：2012年3月15日

隐患三十一：井下风门连锁不符合要求，且未设置风门传感器。

整改措施：在1476底车场及1580底抽巷两道风门上安装钢丝绳（软钢丝绳规格：φ6.5mm、L=13m）、钢丝绳卡（6件）、滑轮（2件），将滑轮与钢丝绳连锁使用绳卡将其固定在风门上，风门开启时连锁。从1580车场（1476底车场）分站接100m风门传感器线（型号：MHYVP1×4×7/0.52）到1580西翼底抽巷风门（1476底车场）处，并分别安设风门传感器1组（型号：GFK40T），试验灵敏、可靠。

落实负责人：李德忠 监督检查人：程 明 落实资金： 2000元 完成时限：2012年3月11日

隐患三十二：瓦斯抽放管路局部地段安装不符合要求且相对较低点未设置防水装置。

整改措施：在回风斜井与1580（1620）回风石门交叉口高低负压瓦斯抽放管路重新改设为龙门架（12寸），且在瓦斯管相对较低点（回风石门及回风斜井中段）安设放水器2件进行排放水。龙门架用12寸无缝钢管加工制作，高度2.4m、宽度3.2m；放水器采用8寸无缝钢管加工制作，长度3m、末端设置2寸排水球阀、2寸排气球阀。

落实负责人：李德忠 监督检查人：程 明 落实资金： 5000元 完成时限：2012年3月10日

隐患三十三：防尘洒水系统安装不完善，总回未铺设防尘管路，局部转载点未安装防尘洒水装置。

整改措施：在回风斜井安设一趟φ50mm的无缝钢管到井底，共安设管路500m，全断面防尘喷雾装置10组，每隔50m安设一组；在1182运输巷距离开门口15m处安装全断面防尘喷雾1组。每组全断面喷雾装置喷头8个，喷头角度（与巷道垂直断面成45°，迎风安装，全断面安装，形成水幕）。

从1181运输巷岔口处安设50mm无缝钢管φ60m一趟防尘管路到溜煤眼上口，并安设好转载点防尘喷雾1组，喷头5个（喷头与巷道垂直断面成45°，迎风安装，形成水幕）。

落实负责人：李德忠 监督检查人：程 明 落实资金： 1500元 完成时限：2012年3月12日

隐患三十四：风井防爆门建设不符合要求。

整改措施：在回风斜井口重新加工安装防爆门（规格：高h=2.45m、宽L=2.75m、铁板厚度：δ=5mm；开启方式：从中间往两边），并安设好配重装置（配重量：50kg）。

落实负责人：彭泽发 监督检查人：刘胜银 落实资金： 2500元 完成时限：2012年3月10日

隐患三十五：回风斜井未按照《安全专篇》设计设置防爆设施。

整改措施：在回风斜井井口往下30m位置安设一组隔爆水棚，先在顶板上施工24棵锚索，将锚具套在顶板锚索上，采用2寸焊管（6m/根，共需10根）纵向分两排，每排5根，用铁丝固定在锁具上，每根管不少于2个吊

挂点且焊管距离顶板保持在0.3m，且焊管吊挂平直。焊管固定完毕后，将H型架（500mm×3000mm，共10个）以1.5m的排间距横向均匀放置在焊管上。

隔爆水袋吊挂在H型架上，隔爆水袋棚区长度30.4m，棚距1.5m，吊挂20排，共60个水袋，每个水袋容积60 L，总容积3600L。

落实负责人：彭泽发 监督检查人：刘胜银 落实资金： 1000元 完成时限：2012年3月10日

隐患三十六：1182运输巷掘进头未严格执行探放水措施。

整改措施：在1182运输巷掘进工作面迎头采用钻机施工5个探放水孔：1号孔布置在工作面离左帮0.5m的位置,钻孔距巷道底部为1.1m，方位角为89°，倾角为0°，孔深＞52m；2号孔布置在工作面迎头正中距巷道底部1.1m的位置,方位角为113°，倾角为0°，孔深＞45m；3号孔布置在工作面迎头正中距巷道底部为1.4m的位置,钻孔方位角为113°之间，倾角为+24°，孔深＞52m；4号孔布置在工作面迎头正中距巷道底部为0.6m的位置,钻孔方位角为113°，倾角为-24°，孔深＞52m；5号孔布置在工作面迎头距左帮0.5m的位置,钻孔距巷道底部为1.1m，方位角为137°，倾角为0°，孔深＞52m。

探水孔控制范围：控制巷道掘进前方上下左右各20m，且保证水平距不小于40m；

在工作面进行探放水时，距工作面迎头5m处上帮用风煤钻施工钻孔安装木屑作为探放水控制点，在木屑上用红色自喷漆标示并挂牌管理。

落实负责人：李招贵

监督检查人：程 明 落实资金： 1000元 完成时限：2012年3月17日

隐患三十七：未将老窑、采空区及积水情况标会在井上、井下对照图上。

整改措施：根据威奢煤矿水文地质图、水文地质调查报告、老窑调查报告、探放水参数等将老窑积水情况标绘在井上下对照图上。

落实负责人：闫 锦 监督检查人：程 明 落实资金： 500元

完成时限：2012年3月10日

隐患三十八：回风斜井负压传感器安设位置错误。

整改措施：在回风斜井将负压传感器（型号：GF）1台吊挂到引风洞与回风斜巷交叉点的巷道中部，距顶0.3m。

落实负责人：贺胜民 监督检查人：程 明 落实资金： 2000元 完成时限：2012年3月8日

隐患三十九：1580西翼底板抽放巷风门未按风门传感器。

整改措施：从1580车场分站接100m风门传感器线（型号：MHYVP1×4×7/0.52）到1580西翼底抽巷风门处，并安设风门传感器1组（型号：GFK40T），试验灵敏、可靠。

落实负责人：李德忠

监督检查人：程 明 落实资金： 1000元 完成时限：2012年3月6日

隐患四十：该矿井开采垂深超过50米，未安装机械乘人装置。

整改措施：购买猴车进行安装（型号：RJY30-22/510架空乘人装置，厂家：贵阳高原矿上机械有限公司，钢丝绳直径φ22-6×19S）。

安装要求：横梁标高尺寸偏差不得大于±20mm，水平度不得大于5:1000，腰线离巷道底板高度1m，坡度-22°，横梁、托轮、吊椅、机头、机尾安装牢固可靠，钢丝绳插接长度20m。安装长度：510m 落实负责人：彭泽发 监督检查人：刘胜银 落实资金： 40万元 完成时限：2012年3月17日

隐患四十一：主扇风机房双线路安装不符合一类负荷供电的要求：使用共用电气开关。

整改措施：在地面主扇风机房增加一台总配电柜（型号：XL-21，厂家：贵阳南明侨光电器开关厂）及一台联络开关柜（型号：XL-20，厂家：贵阳南明侨光电器开关厂），总配电柜控制四台分开关柜（型号：AC60-T3-093G/110P，厂家：贵阳南明侨光电器开关厂），联络开关柜用于连接、断开四台分开关柜（分2组），相互切换双电源，四台分开关柜控制4台主扇电机，并将线路改接完善、运行正常。

落实负责人：彭泽发 监督检查人：刘胜银

落实资金： 50000元 完成时限：2012年3月10日

隐患四十二：瓦斯抽放泵房一趟路线专接低负压，不满足一类负荷供电要求。

整改措施：从地面配电房布置2趟线路200m至瓦斯泵房（电缆型号：U-3×150+1×50、长度：400m、电源电压：380V）。其中，第一趟线路控制Ⅰ#高负压泵和Ⅲ#低负压泵，第二趟线路控制Ⅱ#高负压泵和Ⅳ#低负压泵。

第一趟线路由Ⅰ#总馈电开关（KBZ-400/1140）控制Ⅰ#高负压泵和Ⅲ#低负压泵开关（QJZ-200），第二趟线路由Ⅱ#总馈电开关（KBZ-400/1140）控制Ⅱ#高负压泵和Ⅳ#低负压泵开关（QJZ-200）。

在两趟线路之间设置一台联络开关（KBZ-400/1140），用于两趟电源相互切换，满足双电源双回路要求。

落实负责人：彭泽发 监督检查人：刘胜银 落实资金： 3000元 完成时限：2012年3月10日

隐患四十三：井下掘进巷道安装的瓦斯电闭锁装置不起作用：瓦斯超限不能断电。

整改措施：将井下掘进巷道瓦斯电闭锁装置检修维护灵敏、可靠，瓦斯传感器报警值≥0.8%、断电值≥0.8%、复电值＜1.0%、断电范围为1182运输巷内所有非本安型电气设备的电源。组织试验，确保瓦斯电闭锁装置灵敏、可靠。

落实负责人：贺胜民

监督检查人：程 明 落实资金： 500元 完成时限：2012年3月6日

隐患四十四：主要大巷安装的皮带运输机综合保护装置不全。

整改措施：检查时皮带运行装置缺少综合保护装置1台，急停开关7台。在1580联络巷（2）、1580运输石门、主斜井安装完善皮带运输机的综合保护装置1台，当皮带运行出现问题时，及时停止皮带运转。急停开关每隔50m安设1个，共安设7个，每台急停开关采用φ3mm软钢丝绳连接，当皮带运行出现问题时，拉钢丝绳及时停止皮带运行。

落实负责人：彭泽发 监督检查人：刘胜银 落实资金： 5000元 完成时限：2012年3月15日

隐患四十五：工程技术人员配备不足。

整改措施：现我矿已有持证工程技术人员3名（采掘技术员1名、通风技术员1名、防突技术员1名），配备所缺工程技术人员2名（机电技术员1名、地测技术员1名）。

落实负责人：程 明 监督检查人：蔡永全 落实资金： 10000元 完成时限：2012年3月17日

隐患四十六：无瓦斯泵司机证。

整改措施：派袁荣方、张森、刘美、邓春4人到六盘水安培中心培训

瓦斯泵司机证，取证后持证上岗。

落实负责人：田应雄 监督检查人：蔡永全 落实资金： 6000元 完成时限：2012年3月17日

隐患四十七：班前会议记录、矿灯发放记录、入井检身记录三项记录不一致。

整改措施：落实施工队、矿灯发放员及检身工将三项记录如实按照每班入井人数填写一致。

落实负责人：彭泽发 监督检查人：刘胜银 落实资金： 500元 完成时限：2012年3月6日

隐患四十八：未编制特种作业人员、从业人员培训计划。

整改措施：编制2012年特种作业人员、从业人员培训计划。规定井下电气作业、井下爆破作业、安全监测监控作业、瓦斯检查作业、安全检查作业、提升机操作作业、探放水作业、防突作业进行脱产培训、复训计划。从业人员安全教育培训，新工人入矿培训，实现人人持证上岗。

落实负责人：田应雄 监督检查人：蔡永全 落实资金： 500元 完成时限：2012年3月8日

四、整改安全技术组织措施

（一）、组织管理保证措施

1、针对检查的隐患和问题，认真制定整改方案，提出设备、材料计划，严格按照整改方案组织实施。

2、整改前，先组织职工进行安全技术的学习和整改方案的贯彻，方可进行整改工作。

3、整改期间，必须以整改内容为主，在确保安全的情况下，方可从事其整改工作。

4、矿长必须认真组织好每天的调度会议，总结整改工作的落实情况和存在的问题，部署当天的整改工作，生产副矿长组织召开每天的班前会，认真部署调度会议的整改工作，逐项进行安排，并交待好每项工作的安全注意事项。

5、调度室的调度员必须执行24小时值班制度，认真调度好每天的整改工作的进展情况及安全情况，井下汇报的安全隐患或问题，必须立即协调采取措施进行处理，不能处理的必须及时汇报矿长、总工程师，采取具有针对性的措施进行处理。

6、跟班矿长，必须加强现场管理，严格执行交接班制度，必须交接好当班整改工作的完成情况和安全情况，以及需要注意的安全事项。

7、所有工作必须严格按整改方案及措施组织整改，任何人不得随意进行更改。

8、矿财务部、供应部必须确保整改资金投入、材料供应及时到位。

9、整改期间，必须加强“一通三防”和顶板管理，重点对煤矿的通风系统、瓦斯管理、机电设备设施、井下运输管理和综合防尘等进行整治。整改时，瓦检员、安全员和现场管理人员必须跟班作业，每班必须有带班矿领导下井带班，防止整改期间发生煤矿安全事故。

10、所有职工必须参加班前会，认真听取工作安排及安全注意事项，严格按照整改安全技术措施进行作业。

（二）、安全技术措施

1、拆皮带及刮板运输机措施

（1）、实施拆卸、装车及起吊作业时，施工负责人携带报警值为1%的便携式瓦斯检查仪。施工期间，每班必须跟班瓦检员检查施工地点前后20米范围内的瓦斯浓度状况，只有瓦斯浓度小于0.8%时，方可施工，严禁瓦斯超限作业。

（2）、实施葫芦起吊或拉移作业时，必须选择可靠的起吊点，用道木楔将车辆刹稳；同时安排专人观察起吊点的顶板是否完好，锚杆或起吊架是否完好，发现有异常情况，必须立即停止起吊，待处理好后方可继续施工。起吊时，重物可能翻倒、滑移及摆动范围严禁站人和行人。

（3）、在实施绞车提升运输时，严格执行“行人不行车，行车不行人”的制度。

（4）、实施人力推车时，一次只准推一辆车,严禁在矿车两侧推车及在矿车前方拉车,严禁放飞车。人力推车过风门时，严禁两道风门同时打开，严禁推车撞击风门。同向推车的间距，在轨道坡度小于5‰时，不得小于10m，坡度大于5‰时，不得小于30m，坡度大于7‰时，严禁采用人力推车。

（5）、推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车时，推车人必须及时发出警号。

2、掘进水仓措施

（1）、开门前，必须在开门点设置三棵锚索进行锁口支护，将开门点电缆、管路采用废旧皮带包扎保护完好。

（2）、掘进水仓施工作业过程中，“一通三防”管理必须严格按照《1476

主、副水仓掘进作业规程》执行。

（3）、掘进水仓施工作业过程中，机电及运输管理必须杜绝失爆，风电及瓦斯电闭锁灵敏、可靠。绞车提升运输必须严格按照《威奢煤矿副井绞车提升运输安全技术措施》执行。

（4）、掘进水仓施工作业过程中，放炮管理工作必须严格执行“一炮三检、三人连锁”制度，炸药雷管必须分箱上锁，严格执行领退制度。

（5）、掘进水仓施工作业过程中，顶板管理支护工作必须按照质量标准化要求严格执行，确保支护质量达到作业规程要求。

（6）、掘进水仓施工作业过程中，矿领导必须三班现场跟班，确保施工质量及安全生产。

3、砌筑密闭措施

（1）、实施砌筑密闭墙施工作业前，由当班瓦检员检查施工密闭墙地点20米范围内的瓦斯浓度，高顶地段采用长柄工具绑长皮胶管对高顶瓦斯浓度进行检查，只有瓦斯浓度小于 0.8%（0.5m3高顶瓦斯浓度小于1.5%）时，方可进行施工作业，严禁瓦斯超限作业。若遇盲巷地段，采用压风吹散该处的积聚瓦斯，作业地点往里的无风地段要设置临时栅栏，禁止人员入内。

（2）、实施砌筑密闭墙施工作业前，严格执行“敲帮问顶”制度，施工人员采用长柄工具站在顶板完好、退路畅通地点找掉帮顶危矸活石后，方可进行施工，防止顶板掉矸或煤壁片帮伤人。

（3）、密闭墙体采用砂砖、水泥、石砂等材料混合砌筑而成。墙厚370mm，四周掏槽深度200mm，必须挖到实底（或帮顶）。墙要砌直、砌平，砂浆要饱满，灰缝要均匀，不得出现干缝、瞎缝或重缝。

（4）、砌筑密闭墙施工作业过程中，必须多人配合，协调一致，搬料过程中，时刻注意前后左右的行人及障碍物，做到“自保互保，三不伤害”

工作。

（5）、砌好墙体后要用砂浆抹面，确保密闭墙体严密不漏风。墙面要抹平整，无裂缝或坑洼，四周要留不少于0.1m的裙边。同时，必须施工反水池必须满足要求。

4、施工钻孔抽放措施

（1）、钻机运输时首先要检查设备是否超宽超高，清除路障，检查轨道是否完好，检查跨越巷道顶板的电缆、风筒是否过低。

（2）、钻机安装固定时，钻机底座要垫衬木，压柱固定牢固，压柱上部要用铁丝固定在顶网或顶锚杆上。如果压柱上用木托盘，木托盘也要用铁丝拴牢再顶网或顶锚杆上，以防木托盘坠落伤人。钻机电机搭火严禁失爆。

（3）、钻进时要保证有足够的水量，不准打干钻；为防止埋钻，每次更换钻杆前，都必须清理干净钻孔内的煤、岩粉，且更换钻杆时，更换速度要快，供水速度也要快，只有看见反水后方能进钻。

（4）、施钻过程中应随时检查压柱是否松动或卸压，如发现压柱有松动或卸压，必须停止施钻工作，处理好后方能进行施钻作业。

（5）、如发现有如下突出预兆，必须立即撤出所有受威胁地点的人员到安全位置，并通知调度室：

①、响煤炮：有的像炒豆似的噼噼叭叭声，有的像鞭炮声，有的像机关枪连射声，有的似跑车一样的闷雷、嘈杂、沙沙声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。

②、支架出现嘎嘎响，煤岩壁开裂，打钻时喷煤、喷瓦斯、钻机过负荷等。

③、煤层层现紊乱，煤变软、变暗淡、无光泽、煤层干燥和煤尘增大，煤层受挤压，褶曲变粉碎、厚度变大、倾角变陡。

④、压力增大，使支架变形，煤壁外鼓、片帮、掉渣、顶底板出现凸起台阶、断层、波状鼓起、手扶煤壁感到震动和冲击，钻孔眼变形，打钻时垮孔，夹钻等。

⑤、瓦斯涌出异常，忽大忽小，煤尘增大，空气气味异常、闷人，有时变热。

5、安装低负压管路、水泵管路措施

（1）、根据管路安装设计要求，提前将所需安装的管路及施工所需葫芦等工具提前准备到位，管件运输到位后将管件卸到安装地点并摆放好，放在斜坡上的管件必须用木料垫好或用铁丝穿过螺栓孔并拴在巷道邦上的锚网上，防止管件下滑伤人。

（2）、瓦斯管安装时，采用木墩撑垫瓦斯管，瓦斯管底部距巷道底板不小于300mm，安装完毕后确保瓦斯管平、直及稳固。

（3）、安装对接管路时，必须采用钎子找眼对齐，严禁采用手指进行找眼。

6、工作面刷帮及支护措施

（1）、采用风煤打眼实施松动爆破落煤进行配合手镐的方法进行刷帮，对暴露顶板进行单体支柱配合交接顶梁进行支护。

（2）、刷帮采用少装药、放小炮的方法进行，设岗、撤人及停电工作必须到位，刷帮后设置贴帮柱支撑顶板，煤壁空帮地段采用半圆木背帮严实。

7、巷道喷浆措施

（1）提前将喷浆工作所需材料全部准备到位，检查喷浆机正常运转工作，确保风、水、电系统是否完好。（2）、喷射操作顺序

①在拌料前，将搅拌机通电进行空运转。

②砂、水泥、石子必须经过筛选，物料中不得夹杂粒度大于20mm的石子和其它块料。砂子含泥量不得大于3%。

③严格按重量或体积比进行配料。喷浆：水泥：砂，按1：2进行配比。

（3）、喷射操作

①喷射机的开动时，必须是“先送风，后送水，最后送电给料”的操作顺序进行。

②喷射前，必须先通知喷射手把住喷头，打开风阀，使压力表升至预定的风压，并用压风清洗输料管；再启动电机，检查旋转体是否符合预定转向及橡胶板压紧程度，一般以不漏风和无发热现象为宜。

③喷射操作以三人为宜，一人把握喷枪，一人协同移动输料管，另一开喷浆机及加速凝剂。

④喷浆作业时，喷浆手要把握喷枪方向及水环门，控制水量大小，掌握水灰比在0.4—0.5之间，根据目测，一般喷体易粘结，回弹少，表面光泽，不出现干斑、粉尘或流淌等现象，说明水核不合适，否则应调整供水量。

⑤料从喷咀射出去的方向，应尽量与帮顶垂直，在喷墙时，喷咀稍向下倾10—15度的俯角。喷咀到喷射面的距离，控制在0.8—1.0m。

⑥一次喷射厚度，在喷墙时50—100mm，喷拱时30—50mm。若一次喷射厚度达不到设计要求时，应分次喷射，其间隔时间，控制在终凝以后再进行第二次喷射，达到规定的厚度和巷道成形为止。

（4）、停机操作

①喷射机停机时，必须先停止给料，待机内的存料用完后，再停电，最后关水停风。

②喷射结束后，用压风清洗喷射机、输料管及喷枪，最后关水停风，卸下枪头，清干水环。

③拆下快速接头，松开螺丝，取下料斗和搅拌器，再送风、送电，以清洗旋转体及料环中的粘料。然后停电、停风。

④大开清理风阀，吹净机身各部。

⑤卸下橡胶结合板，清理旋转衬板及橡胶结合面，观察磨损情况，然后将橡胶结合板安放原处，但不必压紧，以保持橡胶板的弹性。

⑥严格掌握喷射质量，喷射面要保持平整，厚度均匀，巷道成形规整。

8、探放水措施

（1）、根据巷道探放水设计要求弄清探放水钻孔的设计长度、方位角等参数。

（2）、在探放水前，必须先检查所有的探放水设备，以保证各探放水设备能正常运行，且排水设备能满足放水时的排水要求。

（3）、钻进过程中遇到地质变化带及其它异常情况、钻速下降或难以继续钻进、钻机过负荷时，必须停止钻机运转，但严禁退出钻杆，并向矿领导及技术负责人汇报。

（4）、钻进过程中发现岩石片帮、松软、来压或在钻眼内有水流出、水压突然增大、以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，并立即向矿相关部门汇报，并派人监视水情。如果情况危急，撤出所有受水害威胁的人员。待采取措施解决后方能重新钻进。

（5）、掘进头或巷道其它地点有透水预兆(煤壁挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板突起或产生裂隙发生涌水、水色发浑有异味等现象)时，必须立即停止作业，撤出人员，并向矿相关部门汇报。

（6）、在施工过程中，如遇以下透水征兆时，必须立即停止作业，撤出人员，并向矿相关部门汇报，待查明原因并采取有效措施后方可恢复作业：

①、工作地点空气温度降低，感到发凉；空气潮湿，温度异常增大。②、巷道壁有挂红、挂汗，巷道帮渗水，且逐渐增大。

③、矿压增大，岩石破碎，裂隙发育，出现片帮、冒顶及底鼓等现象。④、局部冒顶，有涌水或淋水，且逐渐增大并浑浊含泥砂等。⑤、有时可听见“嘶嘶”水流声或“底爆”响声。

9、施工排水沟措施

（1）撬开损坏段水沟的水沟杂物—按要求重新挖掘新水沟—固定模板—浇灌，从上往下逐段施工。

（2）、采用C20#砂浆混泥土进行浇灌。水泥：砂：碎石=1：1.8：3.6（体积比），浇灌底、帮的厚度不得低于100㎜。浇灌时，用长钎子捣实，确保施工质量。

（3）、副井提升运输材料时，挡车器必须保证完好并处于常闭状态。非施工人员严禁在施工地点逗留。如副井需要提升时，必须将所有施工人员撤到安全地点。方可进行提升。

10、电气设备停送电措施

（1）、调度员和变电所值班员，传达（下达）接受停、送电指令，口齿必须清楚正确，要严格执行受令复核制度。

（2）、变电所值班接受调度指令后执行操作、监护，要认真复核，密切配合，正确完成操作任务。（停电后要根据要求进行验电、放电、短路接地等措施，送电前要先拆除短路接地线、拉开地刀）。

（3）、主要扇风机因系统停电或事故停风时，值班司机应立即向矿调度及值班领导汇报，由调度值班员指令停送电，未得到调度值班员通知，严禁向井下供电。主扇运转正常后，要及时请示矿调度，经同意后，把电送下井。

（4）、停电后，已挂上短路接地线的高压盘，要挂上“有人工作，严

禁送电”牌，由正值班员检查核准，以防反送电。需停电检修时，必须填写“停电申请书”，经领导批准后，在规定的时间内，停掉高、低压供电线路，严禁不填写“停电申请书”进行停电工作。

五、联合试运转应急预案

为了认真执行“安全第一，预防为主”的安全生产方针，做到有计划、有组织预防联合试运转期间有可能发生的安全事故。为确保矿井联合试运转期间的安全生产，保障人身安全，特制订联合试运转安全保障技术措施及应急预案如下：

成立联合试运转应急领导小组： 组 长：蔡永全

副组长：程 明 田应雄 刘 勇 刘胜银 成 员：陈忠碧 李德忠 朱 义 贺胜民 高华兴 闫 锦 李招贵 徐 亮 杨其兴 杨其富 彭泽发

联合试运转应急处理指挥中心办公室设在安全生产调度室，调度室电话8001。

任务和职责

1、矿井联合试运转应急事故抢险领导小组，平时对照“灾害预防和处理计划”的要求，深入现场发现和观察生产过程中出现的不安全因素，及时做好灾害预防工作。

2、调度室主任接到联合试运转灾害事故汇报时，应立即通知联合试运转领导小组，积极协调各项工作。

3、矿井发生试运转事故时，立即上报有关部门(威奢煤矿辅助救护队)，分管安全的副矿长和技术负责人，在辅助救护队未到矿之前，必须立即赶到现场，按应急预案组织抢救，严禁盲目指挥和违章抢险。

4、救护队到矿之后，救灾工作方案，由矿长、技术负责人、安全矿长、生产矿长及辅助救护队等共同研究决定，并由组长分工、授权某一方面的救灾工作，进行应急抢险。

5、入井人员应发放入井证，严禁任何于应急无关人员入井。

6、地面后勤管理人员应保证救灾物质的供应，按照预处计划作好后勤供应和服务工作。

7、所有相关提升的操作维修，信号工严禁离岗。

8、井口信号工要严把井口，无入井证人员不得入井并作好记录，记录清入井人员和升井人员。

第一节 瓦斯抽放系统试运转安全保障技术措施及应急预案

一、瓦斯抽放系统试运转安全保障技术措施(一)、试运转前对井下敷设瓦斯管路及时检查。

1、管路底部应垫木垫，垫起高度不低于30cm；

2、倾斜巷道中的管路，应用卡子将管路固定在巷道支护上，以免下滑；

3、管路敷设要求平直，避免急转弯；

4、管路敷设时，要求坡度尽量一致，避免高低起伏，低洼处需安装放水器；

5、敷设的管路要求进行气密性检查；

6、井上下敷设的瓦斯管路，不得与带电物体接触并应有防止砸坏管路的措施。

(二)、瓦斯抽放泵房安全措施

1、地面泵房必须把天窗开启，保持泵房内良好通风。

2、地面泵房必须用不燃性材料建筑，并必须有当地气象部门安设的防雷电装置。其距进风井口和主要建筑物不得小于50m，并用栅栏或围墙保护。

3、地面泵房和泵房周围20m范围内，禁止堆积易燃物和有明火。

4、抽放瓦斯泵及其附属设备，至少应有1套备用。

5、地面泵房内电气设备、照明和其它电气仪表都应采用矿用防爆型。

6、泵房必须有直通矿调度室的电话和检测管道瓦斯浓度、流量、压力等参数的仪表或自动监测系统。

7、抽放瓦斯泵吸气侧管路系统中，必须装设有防回火、防回气和防爆炸作用的安全装置，并定期检查，保持性能良好。抽瓦斯泵站放空管的高度应超过泵房房顶3m。

8、泵房必须有专人值班，经常检测各参数，做好记录。当抽放瓦斯泵停止运转时，必须立即向矿调度室报告。

9、本矿瓦斯不利用，抽放瓦斯浓度不得低于25％。若低于25％，必须自动切断瓦斯泵电源。

10、井上下敷设的瓦斯管路，不得与带电物体接触并应有防止砸坏管路的措施。

11、瓦斯抽放泵房与进风井口和主要建筑物的距离要大于50m。(三)、抽放钻场及钻孔施工安全措施

在钻孔施工中应防止瓦斯涌出事故及机械伤人事故。

1、钻场内及附近顶板要加强支护。

2、钻机配备的电动机及附属电气设备必须是矿用防爆型。

3、配备瓦斯检测器及警报器，经常检查瓦斯浓度，一旦瓦斯超限，必须立即停钻处理。

4、钻场内使用的敲击工具必须用铜制造。

5、钻工必须衣着整齐，以免被机械绞伤。

6、钻机转动部件的防护装置及保护外罩必须完好。

7、把手与身体应离开一定距离，以免孔内发生故障，把手打伤人。

8、开动钻机前应做好准备工作，分工要明确，操纵钻机应动作协调，脚要站稳。

9、要注意观察，防止瓦斯喷孔伤人，以及煤与瓦斯突出。发现煤与瓦斯突出预兆，要立即停电撤人。

10、顶钻、卡钻时，不能强行钻进，防止钻机和瓦斯伤人。

11、必须采用湿式钻眼，严禁打干钻。

12、每施工完一个钻孔，必须及时连管抽放。钻场内钻孔施工完后，及时打上栅栏，并定期检查抽放孔内的瓦斯浓度及抽放量。

(四)、监测监控

设管道瓦斯浓度、流量、压力等参数的监测装置，瓦斯浓度不符合规定要求时，监控系统能自动切断瓦斯泵电源。瓦斯抽放泵房内设瓦斯泵开停传感器，监控瓦斯泵开停。

(五)、瓦斯防突抽放机构的建立及特殊工种的安全技术培训 建立独立的防突抽放机构，成立专业的打钻人员和防突抽放人员和其他相关的特种作业人员，特种作业人员上岗前必须经过技术培训和取得合格证书后，才能持证上岗。同时各特种作业人员必须按规定做好定期培训工作。

二、瓦斯抽放系统试运转应急预案

1、联合试运转领导小组密切关注瓦斯试运转抽放工作，及时观测瓦斯抽放监控，通过监控系统及时观测整个抽放网络各个部位的瓦斯流量、浓度、抽放负压、瓦斯温度等参数，同时检测水位和抽放站内瓦斯泄露情况，当出现瓦斯浓度过低、瓦斯泄露超限等情况时，监控系统能否及时报警并对抽放泵主电源切断。当出现瓦斯浓度过低、瓦斯泄露超限等情况时，监控系统不能及时报警并对抽放泵主电源切断时，立即切断瓦斯泵站电源。当监测监控系统检测系统中的浓度、流量、负压、泵房内泄露瓦斯浓度、泵机的轴承温度等参数出现异常时，或任意参数超限时，监测监控系统检

测系统监控系统能否发出声光报警信号，不能按给定的程序停止或启动程序。立即切断瓦斯泵站电源以防发生意外事故。

第二节 矿井采掘生产系统运行安全保障措施及应急预案

一、矿井采掘生产系统运行安全保障措施(一)、预防放炮崩人的保障措施

1、爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。

2、爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。

3、必须指定由责任心强的人当警戒员，不能由未经培训的工人担任，也不准许爆破工兼任。

4、警戒员必须在有掩护的安全地点进行警戒。警戒线必须超过作业规程规定的避炮安全距离。

5、警戒线处应设置警戒旗。

6、警戒员不准兼做其他工作，不准擅自脱岗 打闹。

7、一名警戒员不准同时警戒两个通路。

8、一般贯通巷道相距20m，要实行单向掘进，每次爆破前，都必须派专人警戒，并设拦杆。

9、爆破地点较远或上、下山与平巷贯通，多派一个人去，待警戒员就位后，此人返回通知班组长，才能下令爆破

10、爆破后，警戒员要接到口头通知后才能撤回，不准事先约好某种信号(如听几次炮响、敲几下煤壁)便私自撤回。

11、爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地

点到爆破地点的距离必须在作业规程中具体规定。

12、发爆器的把手、钥匙或电力起爆接线盒的钥匙，必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。

13、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。

14、爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。

15、爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5秒钟方可起爆。

16、装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。

(二)、采煤工作面顶板事故的防治保障措施

1、回采工作面回采前必须编制作业规程，情况发生变化时，必须及时修改作业规程或补充安全措施。

2、采煤工作面必须保持至少两个安全出口，一个通到回风巷道，一个通到进风巷道。采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护；靠近工作面出口20m为双排，在此范围内的巷道高度不得低于1.8m；安全出口必须设专人维护，发生支架断染折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖。

3、采煤工作面的伞檐不得超过作业的规定，不得任意丢失顶煤和底煤，工作面浮煤必须清理干净，支架必须成排成行，保持直线。

4、采煤工作面必须经常存有一定数量的支护材料，本设计使用单体液压支柱，必须备有坑木，真数量、规格存放地点和管理方法必须在作业规程中规定。

采煤工作面严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁和失效的单体液压支柱。

5、单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验。单体液压支柱、金属铰接顶梁，在采煤工作面结束后或使用时间超过8个月后，必须升井进行检修。

6、采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业，所有支架必须架设牢固，并有防倒措施；支柱必须以2-3度的迎山角垂直于顶、底板打设，严禁打在浮煤浮矸上；使用单体液压支柱时，初撑力不得小于90kN。

7、在开工前，班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面；在进入采掘工作面工作前，首先进行敲帮问顶工作，严格执行敲帮问顶制度，及时找掉活石悬矸，以免掉落伤人。

8、当遇顶板条件变化时，如过断层、过老巷等必须及时修改《作业规程》，制定有针对性的支护措施。

9、在回柱卸载时必须使用回柱器卸载，卸载后的支柱必须使用回柱绞车拉出，当回柱绞车运行时，人员不得站在绳道内及容易发生崩绳、崩柱的地方，以免断绳、断钩伤人。回柱放顶时，必须站在顶板完整、支护完好的地方进行，回柱前必须事先清退路，以保证退路畅通。

10、回柱时，放顶人员必须站在顶板完整、支柱完好、无崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作，回柱放顶前必须事先清理好退路，确保退路畅通；回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。

11、支柱打设必须迎山有力，且必须成排成行，保证排、柱距不超宽，确保有足够的支护密度。煤层倾角较大处，采煤工作面必须采取防倒、防滑的措施。

12、打柱时必须在金属顶梁上用小板将顶背实，确保不发生漏顶。

13、加强采掘工作面的工程质量的检查和验收，不合格的支柱必须推倒重打，支柱或支架必须符合《作业规程》的规定。

14、在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打，回下的支柱必须堆码整齐，保证退路畅通。’

(三)、掘进工作面顶板事故的防治保障措施

1、掘进工作面开工前必须编制作业规程，情况发生变化时须及时修改作业规程或补充安全技术措施。

2、掘进工作面严禁空顶作业，靠近工作面10m内的支护，在爆破前必须架设牢固；掘进工作面放炮后，首先恢复好被放炮冲倒、崩坏的支架，之后方可进入工作面作业，修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行，严禁空顶作业。

3、在松软的煤、岩层及地质破坏带掘进巷道时，必须采取前探支护或其他措施；在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不设支护时，必须制定安全措施。

4、支架间应设牢固的撑木或拉杆，支架与顶帮之间的空隙必须塞紧、背实。

5、更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临近支护，拆除原有支护后，必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护，必要时还必须采取临时支护措施；在倾斜巷道中，必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。

6、掘进巷道在揭露老空前，必须制定探查老空的安全措施，在揭露老空时，必须将人员撤到安全地点，只有经过检查，证明老空的水、瓦斯和其他有害气体等无危险后，方可恢复工作。

二、工作面顶板事故的处理应急预案

1、采掘工作面发生冒顶事故时，首先将人员撤离危险区，并向调度室汇报，通知、组织救护人员进行救护。

2、处理冒顶事故应先由外向里进行。

3、冒顶后致使冒顶区域不通风时，应尽快安设局扇、引风板，以保证冒顶后有足够的风量，并要派专人检查该处有气体的浓度。

4、如果冒顶后，堵人处风量不足，应利用局扇、钻孔或压风管向事故区压风。

5、当事故发生时，发现自已和他人被堵，应保持沉着、冷静千万不要乱喊、乱跑，要先撤至安全地点处，然后根据现场情况采取自救措施。

6、当被堵人员发现堵住出口的矸量不大，有可能扒通出口时应采取轮流攉煤、矸的方法，但应注意观察顶板，保证安全，并在待救期间不定期向外界传送呼救信号。技术员、班长和矿调度室，瓦检员、班长组织人员进行抢救，抢救时应认真观察冒顶地点的顶板，要采取措施，由外向里逐步处理浮矸、浮煤、打好临时支柱，维护并清理好安全退路，防止抢救时再次冒落伤人。在保证安全时，小心把被压在冒顶点的工作人员身上的煤矸搬开，把人救出。如果矸块较大，无法搬开时，可用撬杠、千斤顶等工具将大块矸石抬起来，用柱撑牢再将人员救出，不可用镐刨或铁锤砸打防止伤人。

8、若冒顶处，沉煤矸量大，随清随垮，但根据情况并能和被堵人员取得联系，应立即采取措施对被堵人员给予供风，被堵人员在风量不足的情况下，应保持静卧，保存体能等待救护。若风量足被堵长度不大，可取得联系，确定那帮掘进较近较安全可小断面快速用手镐掘进，立救快速安全贯通救出被堵人员并清点人数，确定所有被困人员被救。

三、联合试运转瓦斯防治保障措施

(一)、通风是防治瓦斯积聚最基本、最有效的措施

1、矿井主要通风机采用双回路供电，一回路电源停止供电后，另一回路必须马上投入运行。

2、掘进工作面局部通风机必须保证设置在进风侧新鲜风流处，防止

吸循环风。

3、局部通风机因故停止运转，引起其供风的掘进头无风，可能会造成瓦斯积存。在恢复通风前，必须检查瓦斯浓度，证实停风区中瓦斯浓度不超过0.8％或C02不超过1.5％，且局部通风机及开关附近10m内瓦斯浓度不超过0.5％时，方可人工开动局部通风机，恢复正常通风。

4、临时停工地点，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，并向调度室报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0％不能立即处理时，必须在24h内封闭完毕。

5、通风系统或通风设施的破坏或异常，都会造成局部或区域风量不足甚至无风，产生瓦斯积存。因此出现这些异常，必须及时修复，采取措施恢复正常通风。

6、建立测风制度，每10天进行一次全面测风，并根据测风结果调节风量。

(二)、及时安全地处理积存瓦斯

1、在生产过程中，巷道连同采空区的风眼应做到随采随闭，杜绝漏风。采区结束后，至多不超过一个月必须把所有通向采空区的巷道封闭起来。

2、掘进工作面的局部通风机必须实现“双风机、双电源”，因故停止运转，引起其供风的掘进头无风，可能会造成瓦斯积存。在恢复通风前，必须检查瓦斯浓度，证实停风区中瓦斯浓度不超过0.8％或C02不超过1.5％，且局部通风机及开关附近10m内瓦斯浓度不超过0.5％时，方可人工开动局部通风机，恢复正常通风。

3、恢复已封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时，必须事先排除其中积聚的瓦斯，排除瓦斯工作必须制定安全技术措施。

4、矿井总回风巷中瓦斯或C02浓度超过0.75％时，必须立即查明原因，进行处理。采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过0.8％时或

C02浓度超过1.5％时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。

5、切实加强瓦斯排放、巷道贯通和盲巷管理工作，排放瓦斯和巷道贯通要认真编制安全措施并执行有关规定，井下盲巷和临时停风地点必须设置密封和栅栏，定期检测瓦斯和氧气浓度，并严禁任何人违章进入。

(三)、严格瓦斯检查制度。

1、矿井必须建立严格的瓦斯及其它有害气体的检查制度。瓦检员必须经过省里批准由地级以上煤炭管理部门的进行培训，合格后持证上岗。

2、矿井必须建立安全仪表计量检验制度

3、建立完备的瓦斯和其它有害气体检查制度。

4、建立完备的通风设施和通风系统的检查制度。

5、所有采掘工作面、硐室、使用中的机电设备的设置地点人员作业的地点都应纳入检查范围。

6、瓦斯检查人员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。

7、采、掘工作面当班班长必须携带便携式瓦斯监测报警仪，将其悬挂在采煤工作面回风上隅角或掘进迎头不大于5m处，一旦出现瓦斯涌出现象，立即停止作业、撤出人员、切断电源，汇报矿领导制定专门措施处理。

(四)、防止瓦斯引燃的措施

1、严格执行入井人员检身制度；要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，应严格遵守有关规定。

3、井口房及通风机房周围20m内禁止使用明火。井下严格禁止使用灯泡取暖和使用电炉。矿灯严禁拆开、敲打、撞击矿灯。

4、井下所有电气设备必须符合《规程》规定要求。

5、井下使用防爆机电设备，加强机电设备的检修和维修，严防电器失爆。所有安装电机及开关地点附近20m巷道内，必须经过瓦斯检查确认无

危险后，才允许启动设备。

6、局部通风机由专人负责管理，保证正常运转；局部通风机和启动装置安装在进风巷道中，并距掘进巷道回风口不得小于10m。

7、高分子聚合材料制品，如风筒、运输胶带等，容易因摩擦而积聚静电，当其静电放电时，可能引燃瓦斯、煤尘或发生火灾

8、采掘工作面或其它作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8％时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内的风流瓦斯浓度达到0.8％时，严禁爆破。

9、采掘工作面或其它作业地点风流中，电动机或其它开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作、切断电源，撤出人员，进行处理。

10、放炮：放炮作业必须遵守井下爆破的有关内容的规定。(五)，严格执行“四位一体”综合防治突出措施

1、工作面突出危险性预测预报

煤层处于构造破坏带，包括断层、褶曲等，煤层赋存条件急剧变化区域，包括煤层变软(松)、结构紊乱、煤层厚度急剧变化、煤层出现分叉尖灭等，采掘应力迭加的区域；在工作面预测过程中出

A、煤巷掘进工作面预测方法

煤巷掘进工作面按照《防治煤与瓦斯突出规定》第43、72、73条规定：采用煤钻屑指标法(S、△h2值)对煤层进行突出危险性进行预测。并按下列方法进行：

a、在工作面打三个直径为42mm，孔深10m的钻孔(钻孔布置如下)，并应尽量布置在软分层中，钻孔每打1m测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解吸指标K1或△h2值，根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和每2m的最大钻屑解吸指标△h2或K1值，预测工作面的突出危险性。

b、突出危险性判定

(a)、当预测指标值均低于突出危险临界值，则判定预测工作面前方范围内无突出危险，可在保证2m的预测超前距范围内采取安全防护措施施工。

(b)、当预测指标值中有一项指标等于或大于突出危险临界值或预测、施工过程中有明显的突出预兆，则判定工作面前方有突出危险。必须立即停止施工，撤出人员，待采取相应的防治突出措施。

B、回采工作面预测方法

回采工作面按照《防治煤与瓦斯突出细则》第35、39条规定： 采用煤钻屑指标法(S、K1或△h2：值)对煤层进行突出危险性预测。按下列方法进行：

a、沿工作面每隔10～15m布置一个直径为42mm，孔深10m的钻孔(钻孔布置如下)，并应尽量布置在软分层中，钻孔每打1m测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解吸指标K1或△h2值，根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和每2m的最大钻屑解吸指标△h2或Kl值，预测工作面的突面危险性。

b、突出危险性判定

(a)、当预测指标值均低于突出危险临界值，则判定预测工作面前方范围内无突出危险，可在保证2m的预测超前距范围内采取安全防护措施施工。

(b)、当预测指标值中有一项指标等于或大于突出危险临界值或预测、施工过程中有明显的突出预兆，则判定工作面前方有突出危险。必须立即停止施工，撤出人员，待采取相应的防治突出措施。

2、煤与瓦斯突出防治措施

在我矿开采的煤层中掘进平巷时，采取75kw瓦斯真空抽放泵实行瓦斯局部抽放、超前钻孔和小直径密集钻孔排放瓦斯、间歇作业、全井撤人交

接班远距离放炮落煤等防治突出措施。

A、超前钻孔排放瓦斯措施

超前排放钻孔应发尽量布置在煤层软分层中，超前排放瓦斯孔的控制范围应控制到巷道轮廓线外12m(包括巷道断面内的煤层)。超前钻孔防治突出措施施工前应加强工作面支护，打好迎面支架，并背好工作面。

B、小直径密集钻孔排放瓦斯措施

小直径密集钻孔排放瓦斯措施一般在回采工作面使用。采面煤层厚度在1.4m以下时，布置一排排放瓦斯孔；采面煤层厚度在1.4m小于4m(在地质条件恶劣的地带，采用大直径孔或小直径孔深孔排放时，钻孔深度不应少于10m)。回采工作面每推进l米，实施一次排放钻孔，排放孔应—在采煤后放顶前打好厂工作面排放瓦撕时间为24h，且必须经措施效果检验有效(Smax、K1max或△h2max值在临界值以下)后方可进行采煤。小直径密集钻孔排放瓦斯措施的超前距离不应小于3m。

3、防治突出措施的效果检验

防治突出措施施工完毕后都应对防治突出措施的效果进行检验，检验方法按下列方法进行。

A、煤巷掘进工作面防治突出效果的检验

煤巷掘进工作面执行防治突出措施以后，按照《防治煤与瓦斯突出细则》第35、38、43条规定采用煤钻屑指标法对措施进行效果检验。

B、回采工作面防治突出措施的效果检验

回采工作面执行防治突出措施以后，按照《防治煤与瓦斯突出细则》第35、39、44条规定采用煤钻屑指标法对措施进行效果检验。即经检验措施有效后，•必须留有3m的投影孔长的超前距离；当措施无效时，无论措施孔还留有多少超前距离，都必须采取防治突出的补充措施，并经措施效果检验有效后，且防治突出专业队必须填写好《防治突出技术措施效果检验

单》报安全检查员审核、有关矿领导审鉴后，方可采取安全防护措施进行施工。

4、安全防护措施

A、工作面必须有独立可靠的通风系统，并保证回风系统中风流畅通。’ ．

B、风筒通过风门墙垛必须安置防瓦斯逆流装置，电缆孔，风、水管路孔必须封堵严密，水沟必须设反沟。

C、在有煤与与瓦斯突出的作业附近的全风压进风侧设置配备有减压压风自救系统的避难硐室。并配备供水水管、足够数量的自救器和直通调度室的电话机。

D、下井的每个人员都必须配备自救器，并坚持随身携带。

E、坚持全井撤人交接班放炮制度，设置全井统一的放炮母线网，放炮母线使用放炮电缆必须保持完好，并消灭明接头。放炮前严格执行停电、撤人措施，由调度室清点上井人数且无误后，下达启爆命令。放炮30分钟后，由安全检查员检查无异常后，其它人员方可下井作业。

F、井下的电气设备必须防爆，并有专人检查、维护，严禁防爆性能不合格电气或失爆电气下井。

G、加强工作面支护，严格工程质量管理，及时维修各进、回风巷巷道，使回风系统畅通，巷道高度在1．6m以上。

H、对突出的煤，必须及时清理，以防止自燃引起起瓦斯爆炸。对突出的孔洞，应及时充填或支护，防止空洞垮塌引起再次突出。

四、瓦斯综合治理措施及标准(一)抽放巷道选择和布置

根据该矿选择的抽放方法，先抽后掘选择在掘进工作面，本煤层预抽选择在掘进的运输巷和回风巷；回采工作面预抽放钻场选择在工作面回风

第二篇：煤矿联合试运转报告

大方县化育煤矿联合试运转报告

大方县化育煤矿是经贵州省煤炭局核准的（核准文号：黔煤规字【2004】49号）15万吨/年的新建矿井，安全专篇经省煤监局批准（黔煤安监函字【05】46号）。2005年10月开工建设，设计建设工期12.3个月。矿井于2007年5月18日通过联合试运转审批（省煤炭管理局045号备案文），期限为2007年5月18日～2007年11月17日，由于综合原因，联合试运转申请延续至2008年9月30日并经毕节地区煤炭局批准。

一、矿井基本概况：

化育煤矿位于大方县百纳乡龙竹村，属私营合伙企业。井田东西长约2.10～2.55km，南北宽约1.10～1.40km，面积2.9964km2，设计利用地质储量916万吨，可采储量514.96万吨，设计生产能力15万吨/年，服务年限24.52年。

化育煤矿地形条件总体上受区域性地质构造和岩性控制，地貌上属溶蚀、剥蚀高原中山山地地貌，地形地貌复杂。一般标高为1650～1750m，相对最大高差232.6m。矿区范围内无大的河流，只有季节性小溪沟。

属亚热带季风湿润气候区。属多降雨区之一，多年平均降雨量为1126.71mm，每年5月至9月降雨量多，占全年降雨量的75.3%。

根据国家地震局1992年颁发的《中国地震烈度区划图（1990）》，本区地震基本烈度为Ⅵ度。

井田内主要褶曲构造为化育向斜，其次为向斜东翼的次级小褶曲和断层附近的小揉皱。主要断裂构造出现于南部，共有四条小断裂产出。井田内地层产状虽有一定变化，但变化不大，且有规律可寻，断裂构造不发育，地质构造复杂程度属中等偏简单型。

含煤地层为二叠系上统龙潭组（P2l），该组为一套海陆交互相，多旋回沉积组成，地层厚度为147.86米。井田内4层主采煤层（M60、M70、M73、M80煤层），其岩性特征为浅灰至深灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩夹粉砂岩、灰岩、钙质粉砂岩、粘土岩、煤层及煤线，底部为黄铁矿粘土岩，厚29.14～43.47米,与下伏茅口组呈假整合接触。

M60、M70、M73煤层顶板多为粉砂岩、局部为泥质粉砂岩、泥灰岩，总体上稳定性较好；底板多为粘土岩、泥岩，稳定性较差。M80煤层直接顶板多为泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩，间接顶板为泥灰岩，稳定性较好，底板多为粘土岩或黄铁矿粘土岩、泥岩，稳定性较差。

本矿2008年瓦斯等级鉴定结论为高瓦斯矿井，全矿井瓦斯绝对涌出量为10.85m3/min，二氧化碳绝对涌出量为1.81m³/min。

经中国矿业大学矿山开采重点实验室鉴定，M60煤层在+1544m标高以上不具有煤与瓦斯突出危险性，并经贵州省能源局审批（黔能源发【2009】107号）。实际试生产中按高突矿井进行安全防护。

经贵州煤田地质局实验室鉴定，M60、M70、M73、M80煤层均无煤尘爆炸性；M60煤层不易自燃、M70、M73煤层容易自燃、M80煤层可以自燃。

井田区域位于赤水上游支流及六冲河支流分水岭斜坡地带，相对高差大，无地表水体，最低侵蚀基准面标高为1562米。

区域出露地层的含隔水层：第四系含空隙水富水性较弱、三叠系下统夜郎组玉龙山段岩溶裂隙含水层富水性中等、二叠系上统长兴组岩溶裂隙含水层富水性中等、二叠系下统茅口组岩溶裂隙含水层富水性强；三叠系下统夜郎组九级滩段隔水层厚度＞200m、三叠系下统夜郎组沙堡湾段隔水层厚度4～7m、二叠系上统龙潭组隔水层厚度102～143m。大气降水是各岩层地下水的补给源，地下水动态变化受大气降水的制约，矿床顶板T1y2+P2c含水层，富水性可能达中等，在无大的导水构造情况下，对开采影响不大。二叠系上统龙潭组煤系水富水性弱，对顶底板含水层而言能起到良好的隔水作用。矿床底板P1m含水层富水性强，其顶界距M80煤层仅有2～5m，生产中需严加防范。当开采到断层附近时，需注意防范断层导水。井田内浅部老窑较多，在浅部开采时要严加注意。按《矿井水文地质规程》的规定，区内水文地质条件属简单—中等类型。

二、竣工验收基本条件

1、建立了矿井安全生产管理机构。

2、取得了采矿许可证，矿长资格证、矿长安全资格证，配备了持安全资格证的安全、生产、机电副矿长，持安全资格证和工程师证的技术负责人。所有特种作业人员经培训取得操作资格证，入井工作人员经四级培训机构的安全培训并考试合格持证上岗。

3、矿井主要变压器、提升绞车、皮带机、主通风机、空气压缩

机、主排水泵、瓦斯抽放泵等由贵州煤检中心检测检验并出具了检验合格报告。

4、委托贵州工业大学对矿井的安全工程、设施、装备、生产系统和防灾系统状况做安全验收评价。

三、各安全生产系统的建设情况

1、开拓与开采系统 1）开拓系统

采用斜井单水平上下山分区式开拓方式。

主、副斜井布置在井田南部边界，井口标高均为+1615m，两井筒间距31m，主斜井东部130m左右地势较高处，为一采区（后期为五采区）回风斜井。主、副斜井均沿矿井边界以较大倾角尽快进入M80煤层，然后沿M80煤层伪倾角方向布置，主斜井和副斜井井口段为岩石巷道，倾角均为25°。主斜井长为495m,半圆拱形巷道，表土层砌碹，岩石段锚喷支护，净断面7.8m2, 井筒铺设800mm皮带输送机提升煤炭；副斜井长410m,半圆拱形巷道，表土层砌碹，岩石段锚喷支护，净断面7.8m2,井筒铺设600mm轨距22kg/m钢轨，绞车提升；回风斜井倾角为20°，井口标高+1639m，井底标高+1602m，长106m，砌碹支护，净断面均为4.9 m2；设计通过总回风斜巷与回风石门联系；三条井筒以155°相同方位角布置。

主、副井筒掘至+1495m标高后布置井底水仓和水泵房。先期为片盘斜井开拓。2）采准系统

根据断层和向斜轴的位置将井田划分2个阶段五个采区，浅部（+1495m标高以上）划分为三个采区，向斜轴东部为一采区，向斜轴西部F1断层以东为二采区，F1断层以西至矿界为三采区；深部（+1495m标高以下）划分为两个采区，向斜轴西部为四采区，向斜轴东部为五采区。阶段间下行式开采，采区间按一、二、三、四、五顺序开采。采区内分区段，区段下行式开采。

首采区为一采区，为多煤层双翼采区巷道布置。采区位于井田东南部，+1495m标高以上，南部以边境煤柱为界，北部以+1495m标高与五采区为界，东部以村寨禁采区边界为界，西部以向斜轴为界。

主斜井在+1530m标高掘运输斜石门穿M60和M70煤层，并设区段煤仓达主井皮带；副斜井采用甩车场与区段回风斜石门相连，区段回风石门由总回风斜巷连接至回风井。

在M60煤层中掘工作面运输顺槽和回风顺槽，至采区边界（防水煤柱）后开切眼形成工作面。

一区段斜长75m,其中工作面长65m，上、下顺槽及煤柱宽各5m，区段巷道采用单巷布置。首采面（116004采面）布置在一采区一区段井筒西侧的M60、煤层中。

走向长壁后退式采煤，全部垮落法管理空区顶板，炮采工艺，（JQSB—30）刮板输送机运煤，（DZ20-30/100）外注式单体液压柱支护,配用HDJA-1000型金属铰接顶梁护顶，“

三、四”排控顶，排距1.0m,柱距0.8m,放顶步距1.0m。“

三、八”作业制，三采三准。

设计采掘比例为1：2，一采两掘。

准备采面为一区段M60煤层井筒东翼116003采面。

3）煤炭“三量”现状：开拓煤量62万吨，其中可采煤量46万吨，可采期3年；准备煤量21万吨，可采期1.4年；回采煤量0.96万吨，可采期1.5月。

4）其它安全工程、设施装备的建设和管理状况

矿井、采区及工作面的安全出口符合《煤矿安全规程》规定。主要巷道断面基本符合安全设施设计和《煤矿安全规程》规定。采、掘工作面作业规程严格履行报批和贯彻程序。单体液压支柱入井前已逐根进行压力试验。

运行效果：开拓与采准系统基本符合《安全专篇》设计，仅一采区一区段改为两翼布置（原因：煤层走向变化，F3断层位置比设计偏东，至使一区段东翼走向长足够布置一个采面。M60煤层一区段无煤与瓦斯突出危险，可作区域防突保护层开采）。试生产运行过程中，采掘生产出现两起（07年6月24日总回风上山掘进工作面、08年6月16日117003采煤工作面）顶板事故，暴露出在井下采掘工作现场顶板管理中，安全管理制度和安全施工措施的不落实。后期安全管理工作从事故中吸取教训，深刻反思，把握预防顶板事故的安全管理工作重心，关键是制度、措施落实到现场，通过安全教育、学习提高职工安全意识，让职工懂安全操作、愿积极主动反违章、能发现并主动处理隐患。由此改进了生产安全状况。

2、矿井通风系统

1）矿井通风系统：矿井通风方式为分区抽出式，采用主、副斜

井进风，分区回风斜井回风。

矿井采用主要通风机负压抽出式，回采工作面采用全风压U型通风方式，掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。

初期首采面通风路线：新鲜风经主、副斜井→主、副井间联络巷道→区段运输斜石门→116004采、工作面运输顺槽→116004工作面；工作面污风经工作面回风顺槽→区段回风斜石门→总回风斜巷→风井→引风道→地面。

矿井总回风量1800m3/min左右,风井风速约6.6m/s。116004工作面供风量不小于500m3/min，采面风速1.38m/s。掘进工作面采用11KW局扇供风（使用自动切换的双风机双电源保障供风的连续性），直径500mm阻燃风筒送入工作迎头，风量不小于170m3/min，巷道风速0.6m/s。

已委托贵州煤检中心对矿井进行了一次通风阻力测定。矿井已建立每旬一次的测风制度并认真落实。2)主要通风机

矿井主扇和备用主扇型号同为FBCDZ No-16 75kw×2对旋轴流风机，一台运转，一台备用。风机工况参数：风机风量31m3/s，静压6~7hPa。由矿变电所两台变压器直接引出的660V双回路对矿井主扇供电，专用供电线路上不接任何其它负荷。已委托资质部门进行了通风机性能测定。

采用主扇反向转动的方式实行矿井反风。已进行了矿井反风实验，能在4min内改变巷道中的风流方向，反风量为正常风量的60%

以上（见反风实验报告）。

通风机房安装有水柱计、电流表、电压表等，安装有直通调度室的电话。

3)通风设施

在主、副井筒，回风井，总回风斜巷，116004采面回风巷，116003面运巷掘进期的回风联络巷，116003面回风巷掘进期的配风巷都建立了测风站。

在回风井人行道，主井与总回风巷的联络巷，一区段回风石门，井底车场设置了双向永久风门。116003面运巷和回风巷掘进期在进风侧巷道设置了调节风门和防突风门。总回风巷下口设置了调节风门。

4）、瓦斯灾害防治

a）防治瓦斯爆炸措施

防止瓦斯积存与超限:加强通风管理，防止瓦斯积存与超限：制定了主扇停风后恢复通风、排除瓦斯和送电安全措施；局部通风实行了双风机双电源，并由当班瓦检员负责管理。井下临时停工、停风地点制定安全措施并落实。强化通风系统和通风设施的检查、维护。采掘工作面采用独立的通风系统，并确保供风量和风速符合《作业规程》计算值。

及时处理积存瓦斯：及时封闭采空区和报废巷道并加强管理，瓦斯排放、巷道贯通制定安全措施。禁止任何地点瓦斯超限作业。

严格瓦斯检查：建立了瓦斯和其它有害气体检查制度，所有矿和

科队管理人员、技术人员、班长、安全员、电钳工、爆破工下井必须携带便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查人员严格执行巡回检查制度和请示报告制度，做到记录“三对口”，采掘工作面的瓦斯检查次数每班至少3次，每天至少检查1次井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度，每周至少检查1次挡风墙外的瓦斯浓度，定期检查CO浓度；建立了安全监测监控系统，在所有采掘工作面配备瓦斯探头、瓦斯断电仪和悬挂便携式甲烷检测仪。通风瓦斯日报（通风值班依据瓦斯班报填写）当日送矿长、技术负责人审阅。

防止瓦斯引燃措施:杜绝一切非生产火源：建立严格的下井检身制度，禁绝火源入井；井下和井口20米内禁止使用明火，禁止从事电焊、气焊；失爆矿灯禁止入井。控制、通迅、信号设备选用本质安全型；电器设备、电缆选型符合《煤矿安全规程》规定，并保护装置齐全，摆放、悬挂合理；运行、维护和修理工作要规范；井下禁止带电检修、搬迁电器设备；煤电钻使用综合保护；所有电器、电缆要定期检查、维护，严防失爆。井下使用阻燃、抗静电风筒和电缆。机械设备安装过热保护，并加强维护和保养；推行使用难引火性合金工具。采掘作业编制爆破安全措施，并严格执行。制定防止雷电入井的安全措施并严格执行。

b)隔爆措施

在采煤工作面进、回风巷道，掘进巷道各设置了一组隔爆水袋棚。掘进巷道随距离加长每200米设置一组隔爆水袋棚。每周检查一次水棚袋的水量、水质、吊挂质量、数量并及时处理发现的问题。

c)防治煤与瓦斯突出与瓦斯抽采现状

一区段M60煤层经鉴定不具备瓦斯突出危险，作一区段保护层开采。在被保护层（M70煤层）开采前，必须进行保护效果及保护范围的实际考察。

采掘中施行瓦斯抽放并落实防突安全防护措施。

安全防护措施按下列要求执行：距采掘工作面25—40m处、放炮地点安装压风自救系统，长距离掘进巷道每隔50m设置一组(每组不少于6个吸气口)。掘进工作面进风侧安装两道反向风门（按防突风门要求执行）。所有入井人员必须携带隔离式自救器。采掘工作面都实行远距离放炮，并必须在防突风门以外或进风井筒中放炮。放炮时必须撤出回风巷道内的所有人员。

依据抽放钻孔揭露，在遇地质变化或瓦斯急剧增大等情况时，必须使用专门仪器进行突出危险性预测（预测临界指标K1≥0.5，Smax≥6为有突出危险），存在危险时必须采取加大瓦斯抽放量、钻大直径超前孔提前释放瓦斯、远距离放震动炮等防突措施，并经防突效果检验，消除突出危险后方准进行采掘作业。

为实现瓦斯抽采、抽掘，降低巷道风排瓦斯浓度，提高矿井安全程度，矿成立瓦斯抽采施钻队伍，配备了三台YBKZ-1325-4型钻机,设专人管理瓦斯抽放泵和巡查瓦斯抽放管路。地面泵房安装了2BEA-253型（55KW）和2BEA-203型(37KW)各两台（已委托资质部门检验），两回路380V专用线保障抽放泵供电，线路上无任何其它负荷。采煤工作面在风巷沿本煤层钻孔及在采空区预埋管实行高、低负压抽

放本煤层瓦斯和采空区瓦斯；掘进工作面执行边抽边掘和先抽后掘的抽放措施。

瓦斯抽放的方法、工艺及参数严格按瓦斯抽采设计（丙级资质部门设计）执行。煤层钻孔预抽控制抽放管路内瓦斯浓度大于22%，并保证抽采率大于30%；上隅角抽放要控制上隅角瓦斯浓度不超过1.5%并保证回风巷风排瓦斯浓度不超过1.0%。抽放过程中总结经验，不断改进瓦斯抽放方法、工艺及参数。

抽放管路敷设、附属装置安装、管路防护、封孔工艺（水泥砂浆，注浆泵封口）等按抽放设计中的措施和要求执行。

运行效果：矿井通风系统基本符合《安全专篇》设计。试生产中通风综合能力和安全设施满足安全生产中风排瓦斯的风量需要，瓦斯管理制度、瓦斯检查与防瓦斯积聚措施能落实到现场，防火源产生的制度、措施能落实到各岗位，试生产未出现瓦斯超限作业现、，未出现瓦斯灾害。掘进双局扇双电源8月刚安装，试生产未投入使用，效果待投入生产时检验。瓦斯抽放的瓦斯浓度和瓦斯总量都偏小（小于瓦斯抽放设计的数值）。生产过程未发现瓦斯动力现象，防突安全防护措施能够落实到工作中。

3、防尘系统 1）防尘措施

a)对以下产尘地点采取风、水降尘（合理风速、湿式作业、净化风流等），个人防护，定期除尘等综合防尘措施：采、掘工作面，采面进回风巷，装、卸载地点，运输斜石门，主、副斜井。

主、副斜井机头、机尾、煤仓口下风流附近，采面进、回风巷，掘进巷道、局扇进风侧等处设置水幕，水幕必须覆盖巷道全断面。装载点喷雾洒水降尘。

坚持湿式打岩，放炮使用水炮泥，充分降低尘源量；炮后先洒水降尘。

合理配置风量，控制巷道风速，减少扬尘。定期对积尘巷道进行冲洗和清扫。

强化职工个体防护意识，防护用具按规定发放并督促使用。建立测尘制度，配备测尘仪器设备和人员。b)防尘供水系统

生产用水采用经沉淀和净化处理的矿井水。地面建有200立方米的高位防尘（消防）水池，以静压供水，沿主斜井铺设Dg80主管入井下，Dg50和Dg25支管进入各采掘巷道用水地点。采面进回风巷道，掘进巷道每隔50米、其它巷道每隔100米设Dg25洒水支管和阀门。并每个装、转载点，水棚、水炮泥取水点设支管和阀门。

2）防爆措施

本矿煤尘无爆炸危险，但在工作中按有爆炸危险防治。a)工作中总结经验，不断提高减尘、降尘措施的效果，及时清除积尘。

b)严格执行过程和消除明火的规定，防止瓦斯积聚和燃烧、爆炸，消除放炮产生的火焰，消除电器及其它火源。

3）隔爆措施

a)隔爆设施见防治瓦斯爆炸的措施。

b)各产尘巷道喷雾洒水长度不小于200米，巷道长度不足200米时全长喷雾洒水。

运行效果：防尘系统基本符合《安全专篇》设计，综合防尘措施基本落实。试生产中，主井防尘效果不理想，洒水三通接头易损坏；风井上段防尘水压不足，水幕的雾化程度低。

4、防灭火系统 1）防外因火灾安全措施

防止失控的高温热源和采用不燃或阻燃材料和制品是重点。防火措施中防失控高温热源等同防治瓦斯爆炸叙述的内容。井下不得存放油、棉纱、布头等易燃物，必须使用的用铁桶封闭存放并定期送地面处理。

地面消防水池经常保持200立方米水量，加强消防洒水管网维护保障完好（管路铺设同防尘系统叙述的内容）。

井上下设置消防器材库（设置了井底车场和一区段车场附近及井口附近的三处），配备充足、有效的灭火器材，经常检查和更换保持完好，不得挪作它用。井下皮带机头机尾处、地面风机房、瓦斯抽放泵房、绞车房、变电所、炸药库、机修车间等处配备了灭火器材。

矿灯使用合格产品，集中管理，维护良好。井下放炮严格按安全措施执行。1）防内因火灾安全措施

安全措施：煤层中的主要巷道全部实现喷浆覆盖，巷道布置上煤

柱留设合理，减少煤柱漏风；采面加快推进并尽量少丢浮煤。及时密闭采空区，并选择合理位置（避开构造地带），保证施工质量。

总回风巷安装CO传感器，提前预报(以指标H=C*Q/100≥0.0059）自燃发火危险程度。

防灭火方法：随生产进行或开采可燃煤层时，推行使用流动汽雾阻化剂灭火工艺（使用20%浓度MgCl2溶液，用量经计算）。建立完善的火灾监测系统，提前应对火灾威胁。入井人员必须学习并熟悉火灾避灾路线。

运行效果：防灭火系统基本符合《安全专篇》设计，试生产过程未出现火灾和煤层自燃威胁。投入生产后灭火器材数量仍需补充；由于M60煤层不易自燃，试生产中对采空区未开展喷洒汽雾阻化剂灭火工作。

5、防治水系统 a)防治水措施

依据矿水文地质条件和井下涌水量情况，浅部开采时以防治地表洪水、老窑水、断层水为主。

定期收集、调查和核对相邻煤矿和废弃老窑及溶洞、塌陷区的位置、范围、开采年限、积水情况等，并标注在井上、下对照图上。严格执行有掘必探，先探后掘的安全措施，准确掌握前方水文情况，做的预防为主。需要放水时必须制定专项安全措施并实施。所有入井人员必须熟悉水灾预兆和水灾避灾路线。

井下水仓（主水仓、副水仓）、沉淀池、水沟及时进行清理。每年初制定防治水计划，会审后组织实施。雨季前对照计划对防治水工作进行全面检查，对地面防洪墙、沟进行加固、清理；对井田内的地面裂隙、开采及岩溶塌陷区进行填坑、补凹、整平、修筑排水沟等措施。成立防洪抢险应急队伍，并储备足够的防汛抢险物资。

采掘接近导水断层时，要制定专门安全措施，并留足保护煤柱，强化探水工作，防止水患事故的发生。

b)排水设施：井下泵房安装三台（使用、备用、检修）D46-30*6离心式排水泵（已委托资质部门检测检验），由变电所直接引出两路660V专用线路保障水泵供电，两趟Dg100mm排水管（一趟焊接管、一趟厚壁塑料管）沿副斜井铺设，排水垂高130米。

矿井实际正常涌水量为16m3/h,最大涌水量36m3/h。主、副水仓容量分别为380立方米和290立方米，分别可容正常水量24h和18h。单台排水泵10小时可排出一天的正常涌水量，最大涌量时两台水泵排水每天工作12h。

水泵房由管子道与副井连接，保障泵房安全出口畅通。运行效果：防治水系统符合《安全专篇》设计，排水能力和安全设施满足防排水的安全生产要求，试生产中未出现水灾。09年雨季前水仓清理工作进行不彻底。主水泵双回路供电8月安装，试生产中未投入使用，效果还待检验。

6、提升运输系统

1）主提升：主井安设DTL80/20/75S型皮带输送机两台，分别长170米和250米，地面安设一台DTL80/20/30S皮带输送机，660V供电，提升能力200t/h。

116004采面出煤和116003上、下巷掘进出煤都通过一区段煤仓（容量100t）直接装主井皮带。

2）辅助提升：副斜井安设GKT1.2*1-24型单滚筒提升绞车担负矸石、材料、设备运输；一次提升2个0.75立方米标准矿车；选用直径21.5mm的6*7钢丝绳，井筒铺设22Kg/m轨道，道岔与之匹配，木制轨枕。

钢丝绳安全系数经检测符合规定。绞车安全制动性能和后备保护装置经检测检验合格。

井下车场与井口和井口与绞车房安装有127V声光信号和直通电话。

井口近变坡点处安装有防车辆滑入井筒的阻车器；井口变坡点以下12米处设置挡车栏；井底车场及一区段甩车场变坡点以上15米左右安装跑车防护装置。

每天检查提升钢丝绳、绞车各种保护、矿车连接装置等，发现问题及时处理。

3）井下运输：116004采面和顺槽铺设JDSB-40型和JDSB-30型刮板运输机运煤经溜槽入区段煤仓；116003运巷辅助调度绞车（JD-11.4）放矿车经溜槽入区段煤仓；116003风

巷人力推车经JDSB-30型刮板机和溜槽入区段煤仓。掘进矸石就地填入矸硐。

材料用矿车送入区段车场后人力运送到工作面。4）安全管理：副井禁止行人，井筒检修时停止行车；正常使用阻车、挡车、防跑车装置；严禁皮带机、矿车运送爆破材料；斜井禁止停放车辆；皮带机巷口处设置安全行人过桥；每日检查维护副井地滚，保障正常；煤仓上口设置护栏并挂警示标志；人力推车一次只准推一个车；严禁在矿车两侧推车，严禁放飞车；推车过风门提前发警号。运行效果：提示系统建设符合《安全专篇》设计，主、副井和采掘系统提升能力和安全设施满足试安全生产需要，试生产中未出现煤、矸待运情况，试生产未出现提升运输事故。副井清理、更换地滚不够及时，地面煤、矸场地建设不完善，正在改建中。

7、供电系统

1）地面供电：矿变电所两回路10kV高压引自百纳35kV变电所的不同母线段，二回路带电备用。

矿变电所设6台变压器（660V：KS9-630/10-井下动力，S9-200/10-主风机专用，KS9-200/10-局扇专用，KS9-400/10-水泵及主、局扇备用；380V：S9-120/10-瓦斯抽放泵专用，S9-315/10-地面用电及抽放泵二回路）。变压器母线安装选择性的单相接地保护装置。变电所的电器设备继电保护整定于实际负荷匹配，无超额定值运行现象。

主风机、井下局扇、瓦斯抽放泵、主排水泵已实现双回路供电，两回路来自变电所不同的变压器（见供电系统图）,线路上不搭接其它负荷，二回路带电备用。线型选择满足负荷需要。

主、副井口、变电所、瓦斯抽放泵房、主扇附近安装避雷装置，并经相关部门检测合格。2）井下供电

a)井下电缆：井下所有电缆都选用取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃铜芯移动橡套软电缆，并保证截面满足供电负荷要求。照明、通信、信号和控制用的电缆选用橡套电缆。线路上装设检漏保护装置。

地面入井的供电、通信、信号电缆在入井处安装防雷装置。b)井下电器：入井电器必须具有“煤矿矿用产品安全标志”、“产品合格证”，并经检验合格。

井下电器设备具有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。配电网路安装过流、短路保护装置。煤电钻使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相远距离启动和停止功能的综合保护装置。c)局扇供电及风、瓦斯电闭锁

掘进巷道实行双局扇双电源并能自动切换，局扇采用三专供电。2台局扇同时安装风电和瓦斯电闭锁。3）通信、照明、信号

a)通信：采掘工作面附近、水泵房、各车场、乳化泵房、带式运

输控制位置、主风机房、瓦斯抽放泵房、副井绞车房、变电所、炸药库值班室、监控主机房等安装直通调度的电话。

b)照明：主、副斜井、各车场、井下主要硐室安装防爆照明灯。地面主要机电房安装应急照明。

c)信号：副井内车场至井口、井口至绞车房安装直通信号。皮带机间安装专用直通信号。

运行效果：供电系统建设基本符合《安全专篇》设计。试生产中供电能力与设备、设施安全性能基本满足安全生产需要。矿井高压供电线路有一路未能实现一矿专用，故障偏多，对生产有一定影响。

8、安全监测监控系统系统

矿井安装KJ203N型安全监测监控系统。

模拟量传感器：风井处5个(风速、温度、负压、瓦斯、一氧化碳)，116004采面4个（回风瓦斯

1、采面瓦斯

1、进风瓦斯

1、风速1），116003运巷2个（工作面和回风流），116003风巷2个（工作面和回风流）、主副井2个（风速）、井底泵房2个（泵房、水仓），瓦斯抽放泵房9个（室内瓦斯、高、低泵管路瓦斯、温度、负压、流量）。风门开关：风井2个、井下8个（一区段石门、井底车场、116003运巷、主井与总回风联络巷）。设备开停：瓦斯抽放泵房5个、水泵房2个、局扇4个、乳化泵1个。计48个传感器。传感器备用量按使用量的：瓦斯35%、其它20%计算。

各传感器设定的报警、断电值符合《煤矿安全规程》。瓦斯电闭

锁断电范围包括各传感器控制范围内的巷道中所有电器设备（闭锁能切断总开关馈出的所有供电，总开关安装在进风流中）。

瓦斯传感器安装：距顶板不大于300mm，距巷道壁不小于200mm。巷道风速传感器安装距顶、帮不小于300mm。

监控主机房安排人员24小时值班，安装直通调度的电话。监控员经培训持证上岗。

监控系统主机及入井线路安装避雷装置。

检测监控设备定期维护、保养，每月进行至少一次调试、校正。瓦斯传感器每周使用标准气样调校1次。每周瓦斯超限断电功能进行测试。

矿井建立监测监控系统每日巡回检查制度，由机电、通风部门安排值班人员执行。

机电队对监控系统的设备状况负责。

通风部门对传感器数据准确性负责，利用光学瓦检器实测数据对瓦斯传感器进行校准；每十天利用仪器仪表实测数据对风速、负压、温度、一氧化碳传感器校准一次。

检查情况及时汇报调度同时反馈主机房值班人员并记录备查。各模拟传感器每半年送资质部门检测，合格方准继续使用。运行效果：监测监控系统建设基本符合《安全专篇》设计。对采掘工作面进回风风流、主要工作地点风流及主要设施、设备能实时监测监控并能及时反馈到各相关管理部门，运行中定期进行系统维护措施能落实，每日巡查并校核传感器措施能落实。每周使用标准气样调

校传感器工作开展的不完善，雷雨季节系统影响较多，生产产家来矿维修不及时。

9、矿山救护保健和个体防护

已与最近的矿山救护队签订救护协议。矿内确定应急救护人员，不定期到救护队接受培训和演练。

入井人员必须佩带合格的矿灯和化学氧自救器，穿戴合格的矿帽、工作服、矿用胶鞋和防尘用具，由井口检身员负责监督执行。

10、安全管理

矿已建立矿安全管理机构，分工负责。定期组织安全检查，召开安全分析会，总结安全管理经验教训，研究大的安全隐患处理办法，制定安全管理制度，处罚违章的人和事。

健全管理制度。建立岗位责任制，安全责任落实到岗位、人员。每月组织所有职工进行安全教育和培训，学习内容：各级管理部门文件、法律、法规、灾害预防与处理计划、重大灾害处理应急预案、煤矿安全规程、作业规程、专项安全措施、操作规程、救护常识、个体防护常识等。

依据《煤矿安全规程》、《安全专篇》、相关文件规定每年制定劳动定员、风量分配方案、反风演习方案、灾害处理应急演练方案等，并由矿长督促，相关部门组织落实。

试生产过程提供的经验教训：部分安全管理制度在执行中需要增设部分岗位，部分安全措施的可操作性待改进，职工参加安全学习和接受技能、操作培训的积极性和兴趣待引导和激励。

对今后生产安全的建议：强化安全措施在采、掘工作现场的落实；提高职工安全意识、操作技能，使职工会操作、能发现安全隐患并愿主动规范处理隐患；通过实践总结，改进瓦斯抽放工艺、参数，充分发挥瓦斯抽放的功效；尽快实现完全符合规范的高压双回路供电或增加满足一级负荷的自发电设备；局扇、主排水泵的二回路电源要视同一回路电源同等维护并带电备用；生产中投入流动汽雾阻化剂防灭火设备并规范使用；在风井附近再建设100立方米的消防水池并使用；培训监测监控系统的专门维修和维护人员，保障系统的规范运行；加强维修队伍，保障对巷道、水仓、水沟的清理维护、地滚的维护、更换等工作正常开展；建立完善的发现和处理安全隐患的激励机制，变安全管理的被动为主动。

化 育 煤 矿 2009年9月2日

大方县化育煤矿 联合试运转报告

二00九年二月二日

第三篇：煤矿联合试运转申请材料

煤矿联合试运转申请材料

1、煤矿文件：关于煤矿建设项目两、联合试运转的请示。

2、蛟河市煤炭局文件：关于煤矿技改建设联合式运转的请示。

3、吉林市煤炭管理局文件：煤矿技改建设联合式运转的批复。

4、煤矿文件：煤矿关于成立安全生产管理组织机构的决定。

5、救护协议。

6、煤矿联合试运转方案。

7、特种作业人员合格证书复印件。

8、煤矿生产系统及安全设施自检报告。

9、蛟河市煤炭局文件：《煤矿技术改造初步设计修改的批复》的批复。

10、吉林煤矿安全监察站文件：关于对《煤矿技术改造初步设计安全转篇》的批复。

11、吉林市煤炭管理局文件：关于《煤矿技术改造初步设计修改的批复》的批复。

12、吉林煤矿安全监察站文件：关于对《煤矿技术改造初步设计安全专篇修改》的批复。

13、煤矿全员安全培训人员明细表。

14、煤矿事故应急救援预案。

15、物质矿长合格证复印件。

第四篇：富阳煤矿联合试运转报告

蛟河市富阳煤矿建设项目 安全设施联合试运转报告

一、矿井概况

蛟河市富阳煤矿为原富阳煤矿与原红胜村五井煤矿两煤矿煤炭资源整合矿井。富阳煤矿始建于1994年，是在蛟矿原老下盘井闭井后恢复回采残留煤柱，矿井设计生产能力10Kt/a，2002年进行矿井改造形成一对斜井开拓，设计生产能力30 Kt/a。红胜村五井煤矿始建于1982年，设计能力20 Kt/a，2002年进行全面整改，双斜井开拓，设计生产能力30 Kt/a。

2006年11月29日吉林省人民政府办公厅吉政办明电《2006》143号文件中将富阳煤矿列为资源整合矿井，2008年12月取得采矿许可证，设计生产能力为60 Kt/a。

2007年12月煤矿委托舒兰矿业（集团）有限责任公司设计院进行《矿井技术改造初步设计》和《矿井技术改造初步设计安全篇》设计。在恢复矿井巷道中，发现初步设计阶段提供的资料与矿井实际不完全吻合，需要对矿井改造开拓布置进行局部调整，2009年12月进行《矿井技术改造初步设计修改》和《技术改造初步设计安全篇修改》，设计呈报单位吉林市煤炭管理局、吉林市煤矿安全监察站。设计批复文号：吉市煤字【2008】27号、吉市【2010】3号、吉煤安监吉站字【2008】28号、吉煤安监吉站字【2010】6号。建设工期2009年3月6日至2010年5月20日。建设项目批复后2010年3月31日矿井完成全部设计工程量。2010年4月26日矿井进行建设项目联合试运转。

蛟河市富阳煤矿位于蛟河市奶子山街工业村，行政区划属蛟河市奶子山镇管辖，行业隶属蛟河市煤炭管理局，企业性质为私营企业。矿区地理坐标：东经1270 24′04〞—1270 25′29〞，北纬430 40′07〞—430 40′46〞。

该矿区地表属缓丘陵地形，地表标高+290m—+325m，矿区距蛟河市城区9㎞，矿区与蛟河市之间有公路相通，交通十分方便。

根据《吉林省国土资源厅划定矿区范围》，矿区范围由10个拐点圈定，准采标高+220m至-280m，矿区走向平均长1.875km，倾斜平均长0.735km，井田面积1.3775km2。

矿区可采煤层共六层：一层

1、二层、八层

1、八层

2、九层

1、九层2号煤层。

一层1号煤层：

分布在矿区西部F9断层上盘，全区较发育，厚度较稳定，可采厚度0.7m—1.6m，煤质牌号：长烟煤。

二号煤层：

分布在矿区西部F9断层上盘，全区较发育，厚度较稳定，全区可采，可采厚度1.4m—4.36m，煤质牌号：气煤。

八层1号煤层： 分布在矿区中东部，赋存于F9断层下盘，薄煤层，局部可采，厚度0.71m—1.05m，煤质牌号：1／3焦煤。

八层2号煤层：

分布在矿区中东部，赋存于F9断层下盘，薄煤层，局部可采，厚度0.7m—1.23m，局部有一层夹矸0.1——0.3m细砂岩，煤质牌号：1／3焦煤。

九层1号煤层：

分布矿区东部，主要赋存在F9断层下盘基底隆起的北部，局部可采，厚度0.7m—1.3m，煤质牌号：1／3焦煤。

九层2号煤层：

分布矿区东部，主要赋存在F9断层下盘基底隆起的北部，为接近基地的含煤层位，局部可采，厚度0.7m—1.7m，煤质牌号：1／3焦煤。

2007年11月27日经省国土资源厅核查同意以吉国土资源储备字（2007）120号文同意预以备案的控制的经济基础储量（122b）612kt，推断的内蕴资源量（333）340kt，资源储量合计952kt。

该矿井为低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量0.29m3／min，相对涌出量2.38m3／min，煤尘呈弱爆炸性，煤尘爆炸指数20.8%。煤炭属二类自然，自然发火期12个月。

该矿井水文地质情况属简单类型，井田内地表无固定水体，无流动水系，煤系地层中砂岩层含水较弱，隔水层隔水 作用好，地表水与各含水层之间联系不密切，但矿井有采空区积水，相邻矿井间通过旧巷导通有水力联系，矿井涌水量20m3／h—30m3／h。

矿井建设完成后，首采工作面布置在+110水平一层1号煤层，采煤方法走向长壁后退式，全部陷落式管理顶板，工作面运输配备刮板运输机，采用木顶子配木顶梁联合支护顶板。

矿井通风方式：中央并列式，通风方法：机械抽出式。通风系统一入一排。

运输方式：斜井单钩串车提升，矿车为1吨固定式矿车。轨距600毫米。+166运输大巷采用调度绞车运输。+96运输巷采用人力推车运输。

依据矿井资源条件，矿井设计生产能力60kt／d，服务年限7年。

矿井建立健全了“安全管理机构”、“安全生产管理制度”、“安全生产责任制”。各工种岗位人员均进行岗前培训，并取得了相应的资格证书，安全体系运行正常。

二、矿井建设项目基本概况

1、采掘系统

在+110米水平一层号煤层采煤工作面，采煤方法：走向长壁后退式。工作面长度：50-70米，走向长度：170米，采 高：0.6—0.8米，可采储量：1.07万吨。工作面支护：木顶子于木顶梁，工作面及顺槽运输SGW-28/11型刮板运输机，工作面风量：220m/min。负压通风。

在+96米水平及+116米水平建设掘进工作面2个，分掘三段绞车道及三段回风道，支护形式：金属树脂锚杆。断面：绞车道断面：6.16㎡，回风道断面：5.72m。风量：60 m/min。

采煤工作面形成系统时间：2010年3月25日。

2、通风系统

地面主扇2台，型号：FBCDZ-№14B，矿井实现一入一排，即主井入风，回风井回风，通风方式：中央并列式，机械通风，矿井排风量：23.7 m/s。风压：1200Pa。主扇采用双电源专用变压器供电。掘进工作面局扇采用专用开关、专用线路、专用变压器供电，实现风电闭锁和瓦斯电闭锁。

通风系统改造在2009年8月20日已完成。

3、排水系统

在+96水平建立排水泵房，+96水泵房装设D46-50×6型水泵3台，甲、乙水仓容量：470米。排水管路2趟。矿井实现了集中排水。

排水系统改造在2009年12月22日已完成。

4、提升、运输系统

矿井利用原来运输系统经过完善改造，实现了以主斜井做主提升及辅助提升，提升机符合国家安全标准，运输方式：

323

3斜井为单钩串车1吨矿车绞车提升。+166运输大巷采用调度绞车运输，+96运输巷采用人力推车运输。采煤工作面采用SGW-28/11型刮板运输机运输。掘进工作面采用1吨U型矿车轨道运输。

提升、运输系统系统改造在2009年9月22日已完成。

5、供电系统

矿井铺设两趟入井高压电缆，采用10KV双回路双电源供电。电源取至蛟河市西岗变电所和蛟河市农电所，地面变压器：S9-320/10/0.4型1台，S9-200/10/0.4型1台。在+96中央变电所装设KBSG-400/10/0.4型变压器2台（一使一备），供采区设备使用。KBSG-100/10/0.4型变压器1台，专供掘进工作面局部扇风机使用。矿井用电设备最大容量667KVA。

供电系统改造在2009年10月28日以完成。

6、综合防尘、防灭火系统

地面建立260米消防水池一座，防尘、防灭火管路严格按设计要求进行铺设，管路直径干管89mm、支管25mm,给水方式在消防水池内设水泵动压给水。矿井各主要硐室配备了足够灭火器，在+116米水平和+96水平建立消防火材料库。

综合防尘、防灭火系统改造在2010年3月20日以完成。

7、瓦斯监控系统

矿井建立了瓦斯监控系统，对矿井甲烷、一氧化碳、温

3度、风筒、负压、风速、风机开停、风门开关、设备开停进行实时监控。监控室设置在地面，地面主机2台（KJ19-J（N）型），井下监控分站6台（BFDZ-Z2A），甲烷传感器7台（GJC4N型），一氧化碳传感器3台（GTH500）,温度传感器2台（GWD40型），通风设备开停传感器2台（GKT5L）,馈电状态传感器3台（GKT127）,风筒传感器2台（KG5009）,负压传感器1台（GPD50）,风速传感器1台（GFW15）,风门状态传感器8台（GFK70）,传输线型号MYQ-2×1.5×0.3/0.5(3000米)。线路通过主井-暗主井—+96m运输大巷—采区工作面。

瓦斯监控系统在2009年7月建立，目前投入正常使用。

8、矿井建设项目共完成主体工程量1980米。设计工程量2560米。维修工程量2200米。

三、联合试运转领导机构成员 组 长：林 海 副组长：苏杰华

组 员：朱铁山、刘占海、宋 强、李明如

四、联合试运转起始及终止时间 2010年4月26日至2010年8月2日

五、各生产系统安全设施设计

要求及实际建设情况

1、采掘系统（1）设计情况： 矿井开拓方式“双斜井”。矿井生产能力60Kt/a。首采工作面位于+110米水平一层1号煤层，掘进工作面位于+116米水平及+166米水平施工三段回风道及三段绞车道，采煤方法：走向长壁后退式。

（2）实际建设情况：

在+110米水平一层1号煤层采煤工作面，采煤方法：走向长壁后退式。工作面长度：50-70米，走向长度：170米，采高：0.7-0.8米，工作面最小控顶距：3.1米，最大控顶距：4.3米。可采储量：1.07万吨。工作面支护：木支护，戴帽点柱支护顶板，工作面及顺槽运输SGW-28/11型刮板运输机，工作面风量：220m/min，负压通风。

在+116米水平及+96米水平建设掘进工作面2个，支护形式：金属树脂锚杆。断面：绞车道断面：6.16㎡，回风道断面5.72m。风量：60 m/min。

矿井开拓煤量：370.9Kt，准备煤量：27.1Kt，回采煤量：10.7Kt。

（3）测试情况：

采煤工作面“边采边准”，三小班两循环，进度1.2米，采高0.75米，工作面长度60米。回采率97%，循环系数1.0，年工作日数330天。掘进工作面2个，掘进绞车道断面：6.16㎡，回风道断面：5.72米，年煤掘进进尺2180米。煤层密度1.4吨/米。

3233采煤工作面生产能力： ＡC=１０=１０－４Ｌ.h.r.b.n.N.c.a －４×60×0.75×1.4×2.4×330×1.0×97%×1 =48.4(kt/a)掘进出煤：AJ=10r.S.L =10×1.4×5.4×2180=16.4(kt/a)矿井采掘工作面生产能力： A=ＡC+ AJ=48.4+16.4=64.8(kt/a)

A＞ A设 满足生产需要。

测试人：朱铁山、苏杰华、2、通风系统（1）、设计情况：

矿井形成“一入一排”通风系统，即主斜井入风，回风井回风，通风方式;中央并列式,通风方法：机械通风，地面主扇2台，主扇型号：FBCDZ-№14，电机功率：55×2（KW）。矿井排风量：23.8 m/S。风压：1146.4Pa效率74%，叶片角度46/38。反风风量15.7 m/S。采煤工作面设计风量210 m/min。掘进工作面设计风量60 m/min。

（2）实际完成情况：

矿井形成“一入一排”通风系统，即主斜井入风，回风井回风，地面主扇2台，主扇型号：FBCDZ-№14，电机功率：55×2（KW）。矿井实现一入一排，通风方式：中央并列式，3300

33-4-4机械通风，矿井排风量：23.8 m/S。风压：1200Pa。

主扇采用双电源专用变压器供电。掘进工作面局扇采用专用开关、专用线路、专用变压器供电，实现风电闭锁和瓦斯电闭锁。

（3）测试情况：

矿井总入风量17.1 m/S，矿井总排风量：23.8 m/S。风压：1200Pa。采煤工作面风量226 m/min。风速：1.2m/s。掘进工作面风量80 m/min。风速：0.5 m/s。反风风量15.7m/S，矿井等积孔：A=0.38Q/√h=0.38×39/√120=1.35(m)通风能力核定：A=330×10×Q/q.k

=330×10×2657/4×1.4=156(kt/a)测试人：朱铁山、李明如

3、排水系统（1）设计情况：

在+96水平建立排水泵房，+96水泵房装设D46-50×6型水泵3台，水泵每小时流量46米，杨程300米，甲、乙水仓容量：200米。排水管路直径89毫米2趟。

（2）实际完成情况：

在+96水平建立排水泵房，+96水泵房装设D46-50×6型水泵3台，水泵每小时流量46米，杨程300米，甲、乙水仓容量：350米。排水管路直径89毫米2趟。矿井实现了

-4-423

3阶段排水。

（3）测试情况：

实际杨程+96水泵236米。水泵流量35m/h。

经过测试+96水泵运转正常，每台水泵可在17.1个小时内排出矿井24小时的正常涌水量。

测试人：宋强、苏杰华

4、提升、运输系统

（1）设计情况：

运输方式：斜井为单钩串车1吨矿车绞车提升。+166运输巷采用调度绞车运输，采区+96运输巷采用人力推车运输。采煤工作面及运输顺槽采用SGW-28/11型溜子运输。掘进工作面采用1吨矿车轨道运输。

（2）实际完成情况：

矿井利用原来运输系统经过完善改造，实现了以主斜井做主提升及兼辅助提升，提升机检验合格符合国家安全标准。运输方式：主斜井为单钩串车1吨矿车绞车提升。+166运输巷采用调度绞车运输，采区+96运输巷采用人力推车运输。采煤工作面及运输顺槽采用SGW-28/11型溜子运输。掘进工作面采用1吨矿车轨道（轨距600mm）运输。

（3）测试情况：

主井：绞车型号：JTK-1.6×1.2,电机型号YR315M-6型,功率：132KW，电压：380V,钢丝绳选用6×7-24-167-Ⅰ纤

3维芯型，破断拉力：483.02KN。绞车容绳量602米，提升距离424米，一次提升量：1吨矿车/3台，提升最大速度：4.0m/S,最大减速度：0.4m/S，一次提升时间：464(S)，提升能力：107KT/a。

测试人：宋强、苏杰华

5、供电系统（1）设计情况：

在矿井地面工业广场建一座10KV/0.4KV变电亭一座。主井绞车、主通风机、压风机、消防水泵采用0.4KV 双电源供电。井下铺设两趟入井高压电缆，采用10KV双回路双电源供电。地面变压器：S9-320/10/0.4型1台，S9-180/10/0.4型1台。在+96建立中央变电所峒室内装设KBSG-400/10/0.4型变压器2台，供采区设备使用。KBSG-100/10/0.4型变压器1台，专供掘进工作面局扇使用。矿井用电设备最大容量667KVA。

（2）实际完成情况：

矿井在原供电系统的基础上，由地面通过主井重新铺设两趟10KV入井高压电缆，供电采用双回路双电源供电。电源取至蛟河市西岗变电所和蛟河市农电所，地面变压器型号：S9-320/10/0.4型1台，S9-200/10/0.4型1台。主井绞车、主通风机、压风机、消防水泵采用0.4KV 双电源供电。+96水平中央变电所安装了KBSG-400/10/0.4型变压器2台，供采区设备使用。KBSG-100/10/0.4型变压器1台，供掘进工作面局扇使用。矿井用电设备最大容量667KVA。井下实现了接地、过流、漏电保护。井下设备开关全部使用新型煤安标志开关。淘汰了多年老陈旧设备。

（3）测试情况：

入井高压10KV,低压0.4KV。

开关整定：

+96水泵开关型号QJGZ-200，过流400A。

+96采区变电所总控开关型号KBJ9-630,过流7142(A)。采煤工作面上顺槽分控开关型号KBZ9-200,过流767（A）。采煤工作面下顺槽分控开关型号KBZ9-200,过流767（A）。掘进工作面三段绞车道分控开关型号KBZ9-200, 过流2926（A）。

掘进工作面三段回风道分控开关型号KBZ9-200, 过流2926（A）。

总接地网电阻＜1欧，辅助接地网电阻＜2欧，接地、过流、漏电保护齐全可靠。

测试人：宋强、苏杰华、赵广民

6、综合防尘、防灭火系统(1)设计情况：

地面建设200m消防水池一座，水池取自矿区自来水。消防水管路主干管管路直径57×3.5，支管管路直径25×3，3每100米设置支管和阀门，主要运输大巷、主要回风大巷、相邻采区之间集中运输道和回风道设置隔爆水袋。机电硐室配备灭火器，在+116水平和+96水平建立消防火材料库。

(2)实际完成情况：

地面建立260米消防水池一座，防尘、防灭火管路严格按设计要求进行铺设，管路直径干管57mm、支管25mm,给水方式在消防水池内设水泵动压给水。矿井各主要硐室配备了足够灭火器、砂箱，在+116米水平和+96水平建立消防火材料库。工作面溜子头、上下顺槽设置喷雾和洒水系统。

(3)测试情况：

井上下防尘、防灭火系统供水正常，管接无漏水，给水压力(5.2mmH2O)、给水量（1.0m/min）可满足防尘、防灭火需要。

测试人：李明如、苏杰华、宋强

7、瓦斯监控系统（1）设计情况：

矿井建立瓦斯监控系统，对矿井甲烷、一氧化碳、温度、风筒、负压、风速、风机开停、风门开关、设备开停进行实时监控。监控室设置在地面，地面主机2台（KJ19-J(N)型），井下监控分站5台（BFDG/Z2A（N）），甲烷传感器9台（GJC4N型），一氧化碳传感器4台（GTH500）,温度传感器6台（GWD40型），通风设备开停传感器4台（GKT5L）,馈电状态传感器3

3台（GKD-V127）,风筒传感器2台（KG6009）,负压传感器1台（GPD5）,风速传感器1台（GFW15）,风门状态传感器8台（GFK70）,传输线型号MYQ-2×1.5×0.3/0.5(6000米)。线路通过主井-暗主井—+96运输大巷—采区各工作面。

（2）实际完成情况：

矿井建立了瓦斯监控系统，对矿井甲烷、一氧化碳、温度、风筒、负压、风速、风机开停、风门开关、设备开停进行实时监控。监控室设置在地面，地面主机2台（KJ19(N)型），井下监控分站5台（BFDZ/Z2A（N）），甲烷传感器9台（GJC4N型），一氧化碳传感器4台（GTH500）,温度传感器6台（GWD40型），通风设备开停传感器4台（GKT5L）,馈电状态传感器3台（GKD127-V）,风筒传感器2台（KG6009）,负压传感器1台（GPD10）,风速传感器1台（GFW15）,风门状态传感器8台（GFK70）,传输线型号MYQ-2×1.5×0.3/0.5(6000米)。线路通过主井-暗主井—+96运输大巷-采区各工作面。

（3）测试情况：

监控系统运行正常，主机、分站、传感器数据显示同步准确，报警系统、断电系统灵敏可靠。打印机打印清晰，备用电源可供系统使用2h。

测试人：赵广民、刘树林。

8、压风系统：（1）设计情况：

在主井井口门附近，建压风机房一座，配风到采煤工作面和掘进工作面，配风量2.0m/min,使用压力0.4～0.6MPa。压风管路干管直径89mm，支管直径57mm。（2）实际完成情况：

在主井井口门外10米处建压风机房一座，压风机型号：JN55-8。压风路线：压风机—主井—暗井绞车道—+96运输大巷—+110采煤工作面和三段绞车道、三段回风道掘进工作面，配风量9.0m/min,使用压力0.4～0.6MPa。压风管路干管直径89mm，支管直径57mm。（3）测试情况：

压风机运转正常，管路接头无漏风，最远端管路出风压力0.5MPa。风量9.2 m/min, 压风管路干管直径89mm，管路长：1400米。支管直径57mm。管路长：600米。

测试人：蔡景民、宋强。

六、联合试运转发现问题及解决办法措施

1、+166运输巷有一道密闭漏风。组织维修人员立即重新用料石砌筑确保不漏风。

2、+110m采煤工作面20米处有一落差0.3米断层，顶板有高底差、顶板破碎，回采时应加强顶板管理，断层附近应缩小顶子排、柱距，采用密集支护。

3、主井下部车场有积水，清沟排放。

七、联合试运转结论

矿井依法取得了采矿许可证，有建全的生产、技术、安全管理机构及必备的专业技术人员。有完善的生产、技术、安全管理制度。回采工作面布置合理，三个煤量符合要求。提升系统设备、设施配套完整，有检测检验报告，保护装置完善、运转正常。排水系统完善，设施、设备完好，运转正常，有检测检验报告。供电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能符合规定要求，运转正常。井下运输系统完善，保护齐全，运转正常。有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监控系统，通风系统合理，通风设施齐全可靠。

以上各生产系统均严格按照《矿井技术改造初步设计》及《矿井技术改造初步设计安全专篇》进行的施工，各生产系统及安全监控系统运转正常。符合煤矿建设项目安全设施及条件竣工验收标准。

第五篇：煤矿联合试运转审批所需资料

煤矿联合试运转审批所需资料

一、进窗口所需原件

1、采矿许可证、工商营业执照、矿长资格证、矿长安全资格证、机电矿长安全资格证、生产矿长安全资格证、安全矿长安全资格证、总工程师安全资格证，工程技术人员职称证书（9万吨3名、15万吨5名、30万吨10名）；

《开采设计方案》批复文件、《安全专篇》批复文件； 救护协议、供电协议、保险合同。

二、所需提供资料

1、《开采设计方案》及《安全专篇》说明书（附电子版）；

2、近几年瓦斯等级鉴定情况相关文件；

3、煤尘爆炸性、自燃倾向性鉴定报告；

4、采掘工程平面图（巷道部分）缩小成A3图纸，将井下所有密闭、风门编号上图，并在空白处列表说明每个风门和密闭的位置、性质、用途后加盖煤矿公章。（性质是指如永久密闭、临时密闭、防突风门、联络风门、单向风门、双向风门等）；

5、联合试运转期间工作计划；

6、联合试运转期间承诺书

7、对联合试运转现场验收提出的问题和隐患的整改方案；

8、对联合试运转现场验收提出的问题和隐患的自查报告。煤矿企业申报联合试运转所需资料（亦为政务中心窗口预审资料）

1、煤矿企业对生产系统及安全设施的自检报告；

2、煤矿联合试运转方案；

3、《开采方案设计》及《安全专篇》的批复文件；

4、煤矿向县工能局申报试运转的申请报告；（放在资料汇编第一页）；

5、县（市、管理区）煤炭管理局对煤矿联合试运转的上报文件；

6、有关证照：采矿许可证、工商营业执照、矿长资格证、矿长安全资格证、生产矿长安全资格证、安全矿长安全资格证、工程技术人员职称证书、特作人员资格证书、其他入井作业人员培训合格证明。

7、煤矿安全管理机构建立及人员配置相关文件（盖章）

8、煤矿安全生产管理制度

9、建立矿山救护队或与具有资质的专业矿山救护队签订救护协议。

10、其他需要提供的资料。如供电协议、保险合同、五职矿长和工程技术人员聘书（每人一份）、特作人员聘用文件等。

《煤矿生产系统及安全设施自检报告》、《煤矿联合试运转方案》应当包括的主要内容、提纲。

1、矿井建设基本情况。（1）矿井地理位置、矿区范围、矿界面积；（2）煤矿资源赋存及储量；（3）矿井设计生产能力及服务年限；（4）设计（指《煤矿开采设计方案》及《安全设施设计》）确定的矿、土、安工程量、投资金额