滑滩子煤矿改扩建工程建设项目联合试运转方案
目录
.
.第一章 编制目的 4
第二章 矿井概况 4
第一节 地理位置及地形地貌 4
第二节 井田面积、煤层赋存条件及储量 5
第三节 地表小窑开采情况 9
第三章 矿井设计及建设情况 9
第四章 联合试运转方案 4
第一节 联合试运转工作领导小组 4
第二节 联合试运转方案表 6
第三节 联合试运转的预期目标和效果 8
第五章 应急救援预案 9
第一节 联合试运转工作领导小组 32
第五节 其他安全措施 60
第七章 附件 71
.第一章 编制目的
为确保邻水县滑滩子煤业有限公司联合试运转期间煤矿各系统能顺利地按照开采方案设计要求组织生产，并确保试运转期间的安全，特编制〖邻水县滑滩子煤业有限公司矿井改扩建联合试运转方案〗，在试运期间必须严格按照此方案执行。
第二章 矿井概况
第一节 地理位置及地形地貌
一、地理概况
邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿位于邻水县正南方向，直距约9km的风垭乡新桥村七社境内。矿区经18km碎石公路至邻水县九龙镇，由九龙镇向西经36km高速公路至邻水县城、向北至大竹县城100km、向东至长寿县城134km、向南至么滩镇14km，交通方便。
二、地形地貌
矿区处于四川盆地东北部的川东平行岭谷区，矿区及其周边地形属构造剥蚀低山，为单斜侵蚀低山和构造剥蚀单面低丘。丘陵地貌，地形陡缓相间，山脉走向与构造线方向基本一致，呈北东25°—28°方向展布。矿区西高东低，最高点海拔+660.6m，最低点海拔+335m，相对高差300m。地形坡度一般20°左右，最大坡度约45°。
三、水系
区内无大的地表水体。季节性溪沟发育，雨季暴涨暴落，矿区东部有一条溪沟，一般流量为0.5m3/h。
四、气象
矿区所在区域属亚热湿润气候。年平均气温17.1℃，年平均相对湿度为82%，年平均降雨量1323.02mm，其中最大降雨量1551.4mm、最小降雨量905.3mm，降雨量多集中于5月—9月，冬季雨量十分偏少。
第二节 井田面积、煤层赋存条件及储量
一、井田境界
根据川国土资储备字〔2008〕235号“关于《四川省邻水县滑滩子煤矿资源储量核实报告》评审备案的证明”、川评审【2008】231号《四川省邻水县滑滩子煤矿资源储量核实报告》评审意见书和2008年12月26日四川省国土资源厅批准的占用矿产资源储量登记书，矿区范围由1～8号拐点圈定，走向长约5.23km，宽平均0.669km，矿区面积为3.5km2，开采深度+420.38m～±0m，开采煤层为正连和砂槽子煤层。矿井开采范围见附表。
附表 矿区范围拐点坐标表
拐点XY拐点XY
13333530363932345333894536393765
23335411363933736333732936393146
33337342363938797333551236392742
43338554363943848333373236392616
二、矿区地质概况
(一)地层
区内出露地层较单一，最老地层为三叠系上统须家河组(T3xj)第四段(T3xj4)，最新地层为下侏罗统珍珠冲组(J1z)。地层总体呈北东～南西向展布。由老到新简述如下。
1、须家河组第四段(T3xj4)：
主要岩性为浅灰色、灰白色厚层状长石石英砂岩，泥质胶结，分选性好。地层厚度大于135m。
2、须家河组第五段(T3xj5)
为本区主要含煤段，上部以灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹少量粉砂岩和细砂岩及煤层组成，含菱铁矿结核。含煤两层，即正连及砂槽子煤层。正连纯煤厚度0.36～0.45m(主斜井附近实际揭露煤层厚度为0.85-0.90m)，砂槽子厚度0.35～0.40m;中部以灰白色长石石英砂岩为主，夹少量砂质泥岩和泥质页岩;下部以深灰色泥岩和砂质泥岩为主，夹薄层细砂岩。地层厚度64-110m。
3、须家河组第六段(T3xj6)
岩性为灰白色中厚层细砂岩，夹长石石英砂岩、粉砂岩、砂质泥岩，顶、底部各含砾石层一层，并含少量菱铁矿结核，是该层主要标志层。层厚80-190m。
4、珍珠冲组(J1z)
岩性为灰白色中厚层状石英砂岩、灰色细砂岩、紫红色钙质泥岩不等厚互层，砂岩中含泥砾。厚度大于152m。
(二)构造
矿区位于明月山背斜的东翼，地质构造简单，总体显示为一倾向东的单斜构造。岩层产状：倾向90°～105°、倾角35°～65°。岩层平均倾角48°，向深部产状变缓。局部发育张节理，其产状为247°∠53°、193°∠46°。无断层及其它构造。
(三)水文地质条件
对煤层开采有影响的含水层有两层，分别为正连煤层以上40米的须家河组第六段(T3xj6)和砂槽子煤层以下30米的须家河组第六段(T3xj4)的中厚层长石英砂岩中的裂隙水及砂岩孔隙水含水层。
地层中的泥岩、砂质泥岩、煤为隔水层，在没有裂隙导流的情况下，含水层之间互不相通。地下水类型主要以层间承压水、砂岩裂隙水为主，砂岩孔隙水次之，此外还有老空水，补给源为大气降水。水文地质条件属简单类。矿区内未见大的导致隔、含水层之间发生水力联系的断层。地表也仅南东边界附近有一条小河流过，区内无水库、池塘等水体，其水文地质勘探类型Ⅱa型，即以风化与构造裂隙为主，顶、底板直接进水，水文地质条件较为简单的裂隙充水矿床。
矿井正常涌水量为10.6m3/h，最大涌水量为41.7m3/h。
煤层顶、底板：主采煤层顶板多为砂岩、粉砂岩或泥质粉砂岩，一般较为坚固。底板多为泥岩，砂质泥岩、不会发生膨胀、底鼓现象。
(四)、瓦斯、煤尘及煤层自燃倾向性
(1)瓦斯
根据广信经信[2010]36号《广安市经济委员会关于2010年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》，本矿2010年度瓦斯等级鉴定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量0.42m3/min，为低瓦斯矿井。
(2)煤尘爆炸性
根据煤炭科学研究总院重庆分院检测报告，本矿开采的正连煤层和砂槽子煤层的煤尘均有爆炸危险性。
(3)煤的自燃倾向性
根据煤炭科学研究总院重庆分院检测报告，本矿开采的正连和砂槽子煤层的自燃倾向性等级为三类，属不易自燃煤层。本矿历年开采未发生过煤层自燃现象。
(五)煤层赋存情况及顶底板岩性
区内可采煤层为正连及砂槽子煤层，煤层赋存于须家河组第五段(T3xj5)上部，上距须家河组第六段(T3xj6)底部砂岩40m。煤层倾角56～58°平均57°。
正连煤层位于T3xj6上部，下距砂槽子煤层约80～230m，区内大部可采。纯煤厚0.36～0.45m，平均厚0.42m(但在主斜井附近实际揭露正连煤层为0.85～0.9m)，含一层0.05m左右的泥岩、粉砂质泥岩薄夹矸。伪顶厚度0.06～0.08m，为高炭质泥岩。煤层直接顶为砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。
砂槽子煤层：位于T3xj5中下部，下距T3xj4砂岩约10～40米，为单一煤层，区内大部可采。煤层厚度0.32～0.35m、平均厚0.32m，不含夹矸。伪顶厚度0.08～0.10m，为高炭质泥岩。煤层直接顶为砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。
(六)、煤质
1、煤的物理性质：正连煤层为黑色，块状，玻璃光泽，条带状结构，似层状构造，参差状断口。上部性软易碎，下部质地较坚硬。煤组分为：镜煤组、暗煤组，偶夹丝碳透镜体。煤岩类型：以亮煤为主，半亮煤型次之。砂槽子煤层为黑色，玻璃光泽至半玻璃光泽，条带状结构，似层状构造，结构较致密，参差状断口。以亮煤、镜煤为主，煤岩类型为半亮煤型。
(七)资源储量
1.矿井保有资源储量
按照四川省地矿局物探队2008年6月提供的《邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿资源储量核实报告》，矿区范围内共获保有资源储量1534kt，其中(122b)类290kt，(333)类为1244kt。
2.矿井设计资源/储量
本矿无断层、防水、井田境界、地面建筑物等永久煤柱损失，矿井设计资源储量=矿井保有资源/储量=1534kt。
3.矿井设计可采储量
矿井设计可采储量是矿井设计资源/储量减后工业场地和主要井巷煤柱后乘以采区回采率。本矿设计可采储量为1152.8kt。
(八)设计能力及服务年限
1、矿井设计生产能力：9万t/a
2、矿井服务年限：10.7年。
第三节 地表小窑开采情况
本矿附近无邻近矿井。在矿区内存在老窑和老窑采空区，老窑大多为平硐，老采空区可能存在积水。
第三章 矿井设计及建设情况
一、设计依据
1、采矿许可证：2010年2月9日延续取得采矿许可证(矿区拐点坐标8个，面积为3.5234Km2，生产规模为9万吨/年)，有效期至2020年2月9日。
2、地质资料：四川省地质矿产公司2008年6月提交的《四川省邻水县滑滩子煤矿资源储量核实报告》及相关图纸，并于2008年9月经四川省矿产资源储量评审中心以川评审[2008]231号文批复。
3、可行性研究报告：四川省煤炭设计研究院于2009年1月提交的《四川省邻水县滑滩子煤矿可行性研究报告》，并经四川省经济委员会川经煤炭发函[2009]311号文批复。
二、设计概况
1、井田开拓：采用斜井开拓，原+342.56m主斜井和+361.5m回风平硐功能不变，扩建后仍作矿井的主斜井和回风平硐，利用距主斜井80m的原+342.3m老副斜井及其井口段29m井筒下段井筒平行主斜井新掘，井筒数为3个。
2、井 筒：主斜井(+342.56m)：净断面6.1m2，担负全矿井提升运输和主要进风任务并兼作矿井安全出口。回风平硐(+361.5m)：净断面6.1 m2，担负全矿井回风任务，兼作矿井安全出口。副斜井(+342.3m)：净断面6.1m2，担负全矿井人员升降、管线敷设和部分进风任务，并兼作矿井安全出口。井筒特征见下表。
井筒特征表
3、水平划分及标高：划分为2个水平，即+140m水平和±0m水平，其中+140m水平为利用水平。
4、大巷布置：将运输大巷和回风大巷布置在正连煤层底板以下30m左右稳定的砂岩中，布置采区开采。
5、通风方式：根据矿井开拓布置情况，矿井通风容易和困难时期均采用中央分列式通风方式，抽出式通风方法。采煤工作面采用“U”型通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。
6、区段及采区划分：根据矿井煤层赋存及开采技术条件，经分析比较，矿井移交生产时，布置1个采区即中央一采区，布置1个采煤工作面即可达到90kt/a的矿井生产能力。
7.开采顺序：本矿井开采正连和砂槽子煤层共2层，煤层平均间距为170m。采用分层布置、分层开采，两层煤配采。采区内自上而下开采，先开采上区段，下区段接替上区段。煤层距离近时，同一区段先开采上煤层，后开采下煤层。
工作面推进方式：采煤工作面采用区内后退式开采。工作面采用伪倾斜布置。
8、采煤方法
本矿煤层倾角56～58°，采用俯伪斜分段密集长壁采煤法。
9、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备配备
工作面采用ZMS1.2型湿式电煤钻打眼、放炮落煤、人工攉煤，采煤工作面煤炭自溜入工作面运输巷1台SGD420/22G型可弯曲刮板运输机，经刮板运输机转运至联络眼，再自溜入工作面轨道巷固定矿车。
10、工作面支护与顶板管理方式
(1)支护方式：采煤工作面采用单体液压支柱配木柱帽支护顶板。
(2)支护设备：工作面配备有1台RB80/20乳化掖泵站(N=37kw，n=1470r /min，U=380V，配套液箱为RX-640型)，泵站安放位置在工作面轨道巷，乳化液经一趟DN25×5型无缝钢管输送至采煤工作面下段，至工作面各使用地点用φ16的高压胶管以无缝钢管预留的快速接头相连接，单体液压支柱配备DZ-Q1型注液枪。
单体液压支柱的长度根据工作面采高确定，矿井投产时配备DZ06—25/80型单体液压支柱。
(3)支护形式：工作面采用俯伪斜分段密集布置，工作面 “三～四排控顶”、“见四回一”，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m;小巷沿煤层伪斜布置，伪斜角25°左右，长6m，柱距1.0m、排距1.0m，采用“二～三排控顶”、“见三回一”，最大控顶距2.4m，最小控顶距1.4m。密集支柱每空(两根正柱间)掺3根，密集支柱后背防矸石冲击的笆片或排柴，形成柔性缓冲垫层。
工作面支柱支护密度估算：
①、参照相关资料：根据老顶分级和采高确定工作面支护强度。详见下表：
根据该煤层顶板情况，该矿采煤工作面老顶划为Ⅱ级，采煤工作面单体支护强度取1.3×150=225kN/m2。
②、查表取外注式单体液压支柱工作阻力250kN/根，支柱承载不均匀系数取0.9，支柱实际承载能力P按下式计算：
P单=250×0.9=225kN/根
③、工作面支护密度
ρ单=
=1.0根/m2
式中：ρ— 支柱密度，根/m2;
W—支护强度，kN/m2;
P—支柱实际承载能力，kN/根;
④、确定柱排距
根据工作面推进度取排距1.0m;据此确定柱距。
R=1/
Lρ=1÷1.00=1.0m
式中：R—柱距，m;
L—排距，m;
根据计算，确定工作面采用“三～四”排支柱控顶;支柱排距为1.0m，柱距1.0m;
(4)特殊支护方式：工作面上下安全出口和工作面前方不低于20m巷道内采用在原支架下靠梁头下支设DZ20-30/100型双排单体液压支柱等措施进行超前加强支护。
(5)顶板管理：工作面均设密集支柱，密集支柱每空(两根正柱间)掺3根，密集支柱后背防矸石冲击的笆片或排柴，形成柔性缓冲垫层。顶板管理方法为全部垮落法管理。
11、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度
采煤工作面年生产330d，每天3个循环，循环进度为1.0m，正规循环率86%，年进度860m，月进度72m，工作面长度为90m。
三、主要生产系统及设备
(1)通风方式和通风系统
通风方式：中央分列式。
通风方法：矿井主要通风机的通风方法采用抽出式。回采工作面全负压通风，采用U形通风方式。掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。
(2)、风井数目、位置、服务范围及时间
矿井整个生产期间均只有一个风井即回风平硐(+361.5m)，担负全矿井回风任务，兼作矿井安全出口。
矿井投产时主要通风风流路线为：
新鲜风流从主斜井、副斜井→中央一采区人行上山→一区段运输车场→中央一采区各个采(掘)工作面→一采区各回风巷→一区段回风上山→总回上山→+361m回风平硐→地面。
通风设备：选用FBCDZ№12.5型防爆对旋轴流式通风机2台，配用U=380V、n=1450r/min、YBF225M-4、2×45kW电机,其中1台工作、1台备用 (与风机配套供货)。
(2)压风系统
压风设备：压缩空气站设在副斜井井口附近，地面标高为+342.3m。压缩空气站内选用3台螺杆式空气压缩机，其中2台OGLC-110A型螺杆式空气压缩机，OGLC-110A型螺杆式空气压缩机(排气量19m³/min，排气压力0.8Mpa)，配用电动机110kW，电压380V;1台OGLC-55型螺杆式空气压缩机(排气量9.5m³/min，排气压力0.8Mpa)，配用电动机55kW，电压380V。OGLC-110A型螺杆式空气压缩机工作时、OGLC-55型螺杆式空气压缩机备用。空气压缩机配套设置空气进、出过滤分离系统，排出空气体含油量小于0.2PPM。供气主管路为ø125×5的无缝钢管，支管均用ø57×3.5的无缝钢管。
压风系统：压风机房→副斜井→一采区人行上山→一采区人行石门→各采(掘)工作面。
(3)提升运输系统
主斜井：担负煤炭、矸石、材料运输和进风任务。井筒内铺设600mm轨距，22Kg/m钢轨、混凝土轨枕。提升运输设备为JTP-1.6×1.2/24型绞车1台、MGC1.1-6A型矿车。
行人斜井：担负全矿井人员升降、管线敷设和部分进风任务，并兼作矿井安全出口，安设RJY22-25/350型系列架空乘人器，采用索道架空人车吊座运送人员。
回风平硐：担负全矿井回风任务，兼作矿井安全出口。
运输顺槽：经1台SGB420-22型刮板输送机输送至工作面轨道巷装车。
采煤工作面：采用搪瓷溜槽自溜运输，车组再经1台防爆柴油机车运输至采区中部车场→运输石门→主斜井→地面筛分系统→地面煤场。
运矸线路：耙岩机装入固定矿车，由人力推车至掘进铺设的临时车场，再由机车经工作面轨道巷转运至轨道上山中部车场。
掘进工作面→已掘巷道→轨道上山中部车场→运输石门→主斜井→地面堆矸场。
运料线路：地面材料库→主斜井→运输石门→轨道上山中部车场→已掘巷道→掘进工作面(采煤工作面)。
(4)排水系统
排水线路：矿井采用斜井开拓方式，采用一级机械排水系统，在副斜井+140m水平井底附近设置主排水泵房。
采掘工作面涌水(自流)→工作面运输顺槽(已掘巷道)水沟→区段运输石门水沟→井底水仓→水泵房(水泵)→行人斜井(排水管)→地面(水处理站)→达标后排放或复用。
排水设备：+140m水平水泵房选用MD85-45×6型水泵3台(1台工作、1台备用、1台检修)，流量为48～85m3/h，扬程为360～300m，配用YB2-315S-2型电机，功率为110kW，电压660V。排水管选用直径为￠125×5，长550m的无缝钢管，沿副斜井敷设两趟排水管路，一趟工作，一趟备用。
(5)供电系统
电气设备：井下电机和电气设备选用矿用隔爆型电气设备;控制、通讯、信号选用矿用防爆型电气设备;井下电话选用本质安全型电话;照明、灯具选用矿用防爆型。
外部供电：本矿井采用两路电源电路供电。一回10kV电源来自邻水九龙35/10kV变电站，供电架空线路为LGJ-95型，供电距离约为8km，作为矿井主供电源;另一回10kV供电电源来自椿木35/10kV变电站， 供电架空线路为LGJ-95型，供电距离约为15km，作为矿井备用电源。邻水九龙35/10kV变电站属地方电网、椿木35/10kV变电站属国家电网，供电可靠。
地面供电：矿井地面供配电采用10kV、380/220V二级电压，一、二级用电负荷采用双回路供电。当一回供电电源发生故障，另一回电源可担负矿井全部负荷容量。地面供电电压等级为380V和220V，由矿井地面变电站向地面设备供电。主要通风机、水泵、绞车、空压机为双回路供电。
井下供电：井下采用10kV供电系统，矿井井下供电电压为10kV、660V、127V三种电压等级。为双回路电缆下井，井下高压电缆选用MYJV22-8.7/10，3×35型煤矿用交联聚乙烯钢带铠装电缆，下井电缆沿副斜井敷设至+140m水平中央变电所，单回线路全长630m。当任一回路出现故障或检修时，另一回路可承担井下全部负荷用电。局部通风机采用专用变压器、专用电缆和专用开关供电。井下供电线路为地面变电站→副斜井→区段运输石门→井下各用点地点。
输变电设备：矿井工业场地变电所设2台S11-MR-500/10/0.4型变压器，矿井井下+140m水平中央变电所内设有2台矿用隔爆型干式变压器，型号为KBSG-160/10型(10/0.69kV,160kVA)，正常运行时2台变压器分裂运行，故障时可互为备用。(KS9-M-500/10-0.63，额定容量500KVA)
(6)监测监控系统
地面主中站：监测系统主机设备和传感器及其传输设备均选用KJ101N系统的配套设备。
井下分站：KJ101N-F1系列
传输：中心站到分站采用PUYV31-1×4×1型传输电缆进行传输。分站到模拟量传感器之间采用PUYVR-1×4×7/0.52型信号电缆进行传输。
传感器：根据相关规定在相应的地点设置甲烷传感器，风速传感器，设备开停传感器，风门开关传感器，压力传感器，粉尘传感器5，风筒传感器，温度传感器等。
四、设计及批复
2010年2月延续取得采矿许可证，证号：C5100002010021120056423，(矿区拐点坐标8个，面积为3.5234Km2，生产规模为9万吨/年)，有效期至2020年2月。
四川省煤炭设计研究院于2009年1月提交的《邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿扩建工程初步设计》(代可行性研究，含开发利用方案)和《邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿扩建(独立扩能)工程初步设计安全专篇》，并于2009年3月四川省经济委员会以川经煤炭函[2009]311号文批复和2009年6月四川省煤矿安全监察局以川煤监审批[2009]115号文批复。2009年7月广安市经济委员会以广经[2009]156号文开工备案批复。
五、开工时间及设计工期
设计建设工期为18个月,我矿于2009年7月正式组织开工建设。
2011年6月广安市经济和信息化委员会以(广经信煤炭【2011】 26号文件)批复《关于邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿扩建工程初步设计修改内容的批复》中确认本矿建设工期增加6个月为24个月,即2011年6月延至2011年11月完成建设任务。
六、矿井建设情况
(一).技改扩能工程投资
我矿技改扩能工程，自2009年7月全面开工建设以来，至2011年10月末，累计完成投资2913.15 万元。其中：矿建工程累计完成掘进进尺7312m，完成工程投资1456.6万元;土建工程累计完成房屋面积 4426 m2，矿区公路 216 m，完成工程投资223.35 万元;机电安装工程累计完成矿井双回路双电源工程、安装设备55 台件，完成投资 483.6万元;设备购置651.3万元,其它工程完成投资98.3万元。技改扩能工程基本建成，达到安全生产基本条件规定。
(二).“三量”情况
截止11月末，矿井“三量”分别为：开拓煤量 316kt吨，按9万吨/年设计能力，可采期为3.5年;准备煤量229 kt，可采期为2.5年，回采煤量71kt，可采期为 7.9个月。
(三).中央一采区生产能力核定
A采=LiMiliriCi×10-3
=90×0.85×842×1.4×0.97×10-3
=87.5kt
式中：
Li——工作面倾斜长，m;
Mi——煤层厚度。储量报告正连煤层开采厚度(包括夹矸和伪顶)平均0.55m，砂槽子煤层0.43，实际揭露主斜井附近正连煤层为0.85～0.9m。
li——工作面年推进度， m。
ri——煤层视密度， t/m3;
Ci——工作面回采率，薄厚煤层取97%。
考虑3%的掘进出煤，矿井移交生产时的生产能力为：
A=1.05A采
=1.05×87.5
≈91.8kt/a
因此，1个回采工作面能保证达到150kt/a的矿井设计生产能力。
(四)矿井总风量计算
矿井风量计算方法按1个采煤工作面、2个掘进工作面，生产能力90kt/a进行计算。
1、矿井总需风量计算
1)按井下同时工作的最多人数需要风量计算
Q=4NK
式中：N——井下同时工作的最多人数，人;
4——每人每分钟供风标准，m3/min.人;
K——风量备用系数，取1.2;
Q=4×80×1.2
=3843/min
=6.4m3/s
2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算
Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)K漏
式中：∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它——分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维修巷道所需风量的总和，m3/ min;
K漏——井下漏风系数，矿井采用并列式通风，取1.2。
(1)采煤工作面需风量计算
①采煤工作面风量计算
a、按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算
Q采=100×q采×Kc
=100×0.9×2
=180m3/min
式中：
Q采——采煤工作面供风量，m3/min;
q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。根据矿井提供资料，回采区绝对瓦斯涌出量最大占50%，为0.9m3/ min。
Kc ——工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0;
经计算，每个采煤工作面Q采为180m3/min。
b、按工作面温度计算
Q采=60×Vc×Sc×Ki
=60×1.2×3.8×1
=273.6m3/min
式中：
Vc——回采工作面适宜风速，取1.2m/s;
Sc——回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，取3.8m2;
Ki——工作面长度系数，取1.0。
经计算，每个采煤工作面Q采为273.6m3/min。
c、按炸药使用量计算
Q采=25 Ac
式中：
Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量，取9㎏;
经计算，每个采煤工作面Q采为225m3/min。
d、按工作人员数量计算
Q采=4 nc
=4×10
=40 m3/min
式中：
4——每人每分钟供风标准，m3/min.人;
nc——采煤工作面同时工作的最多人数，取10人。
经计算，每个采煤工作面Q采为40 m3/min。
e、按风速验算
15×Sc≤Q采≤240×Sc
式中：
Sc——回采工作面平均有效断面，取3.8m2
采煤工作面取以上计算风量的最大值，为273.6m3/min。
经验算，所配风量符合要求。
②掘进工作面风量计算
a、按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算
Q掘=100×q掘×kd
=100×0.36×2
=72m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面供风量，m3/min;
q掘——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，根据矿井提供资料，掘进区绝对瓦斯涌出量最大占40%，为0.72m3/ min。每个掘进工作面取0.36m3/min。
kd——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮掘工作面取2.0;
经计算，每个掘进工作面Q掘为72m3/min。
b、按炸药使用量计算
Q掘=25 Aj
=25×9
=225m3/min
式中：
Aj——掘进工作面一次使用最大炸药量，取9㎏;
经计算，每个掘进工作面Q掘为225 m3/min。
c、按局部通风机吸风量计算
Q掘=Qf×I×kf
=160×1×1.43
=228.8 m3/mi
式中：
Qf——掘进工作面局部通风机额定风量，FBD-2-№5/5.5×2型局部通风机取160 m3/min;
I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台;
kf——风量备用系数，取1.43。
经计算，每个掘进工作面Q掘为228.8m3/min。
d、按工作人员数量计算
Q掘=4 nj
=4×8
=32m3/min
式中：
4——每人每分钟供风标准，m3/min.人;
nj——掘进工作面同时工作的最多人数，取8人。
经计算，每个掘进工作面Q掘为32m3/min。
e、按风速验算
15×Sj≤Q掘≤240×Sj
式中：Sj——掘进工作面巷道过风断面，m2
掘进工作面取以上计算风量的最大值228.8 m3/min，经验算所配风量符合要求。
③硐室配风量计算
通风容易时期：
井下有1个变电所和1个避难硐室为独立硐室，按经验配风取∑Q硐为240 m3/min。
通风困难时期：
井下有1个采区变电所、一个绞车硐室和1个架空乘人装置硐室为独立硐室，按经验配风取∑Q硐为330 m3/min。
④接替工作面及其它维修行人巷道配风量计算
通风容易时期：
井下有4条其它维修行人巷道，按经验配风取∑Q它=420m3/min。
通风困难时期：
井下有4条其它维修行人巷道，按经验配风取∑Q它=420m3/min。
⑤矿井总风量为：
通风容易时期：
Q =(273.6+228.8×2+240+420)×1.2
=1669.44m3/min
=27.82m3/s
取28m3/s
根据《煤矿安全规程》规定，总风量应选以上风量计算方法中的最大值。按实际配风情况，将矿井总风量确定为28m3/s。
通风困难时期：
Q =(273.6+228.8×2+330+420)×1.2
=1777.44m3/min
=29.62m3/s
取30m3/s
根据《煤矿安全规程》规定，总风量应选以上风量计算方法中的最大值。按实际配风情况，将矿井总风量确定为30m3/s。
根据《煤矿安全规程》规定，矿井总进风量应选以上风量计算方法中的最大值。矿井通风容易时期总进风量确定为28m3/s;矿井通风困难时期总进风量确定为30.0m3/s。
(二)矿井风量分配
通风容易时期：合计28.0 m3/s
采煤工作面：5.0×1=5.0m3/s
掘进工作面：5.0×2=10.0m3/s
硐室用风： 3.0×2=6.0m3/s
接替工作面及其他行人维修巷道用风：7.0m3/s
通风困难时期：合计30.0 m3/s
采煤工作面：5.0×1=5.0m3/s
掘进工作面：5.0×2=10.0m3/s
硐室用风： 3.0×3=9.0m3/s
接替工作面及其他行人维修巷道用风：6.0m3/s
(三)矿井通风总阻力计算
1、矿井通风井巷阻力计算
沿着投产初期通风路线计算矿井通风阻力，沿着通风后期通风路线计算矿井通风阻力，计算的风量、阻力参数作为风井主要通风机选型的依据。
通风摩擦阻力计算公式如下：
h=
式中：h ——通风摩擦阻力，Pa;
α——井巷摩擦阻力系数，N.S2/m4
L ——井巷长度，m;
P —— 井巷净断面周长，m;
Q —— 通风井巷的风量，m3/s;
S —— 井巷净断面面积，m2。
通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15%。
经计算，矿井通风容易时期通风总阻力为259.5Pa，通风困难时期通风总阻力为1254.0Pa。
2、自然风压计算
由于矿井井筒高差小于150m，矿井开采深度小于400m，因而不计算自然风压。
(五).技改工程项目变更和调整
我矿严格按批准的开采方案设计(变更)和安全专篇为依据组织施工，通过全矿员工的共同努力，在上级相关部门的指导下，已先后完成了土建、井建、机电设备安装等工程建设，建成了矿井供电系统、通风系统、排水系统、提升运输系统、压风系统、防尘系统、通讯系统、安全监测监控系统，形成了首采工作面，达到了进行联合试运转的要求。矿井建设过程中，因现场地质条件发生变化，经四川省煤炭设计研究院同意，对小部分技改工程项目进行了必要的变更和调整，变更后，生产系统的安全性能和抗灾能力进一步提高，变更和调整情况见下表。
第四章 联合试运转方案
第一节 联合试运转工作领导小组
为保证联合试运转的安全顺利进行，确保对联合试运转中各测试系统准确、合理、全面有效的测试，做到测试到位，各种记录齐全;对联合试运转中出现的各种问题的分析处理，找出问题原因、处理结果有记录;对联合试运转的各项工作组织到位，制度到位、措施到位、管理到位。邻水县滑滩子煤业有限公司联合试运转期间成立由以下成员组成的联合试运转工作领导小组：
组 长：温余发(矿长)
副组长：李新宇(生产矿长)
温余才(安全矿长)
吴小富(机电矿长)
巫通顺(矿技术负责人)
李双红(总经理)
沈鑫瑜(法人代表)
安全检查组：李先兵、胡健民、羊衣强、郭千书
生产技术组：昌 满、刘少云、陈仁义、叶小波
一通三防组：周长寿、陈仁福、汪永贵、李文龙
机电运输组：胡洪云、樊华中、王贤德、彭德高
后 勤 组：吴建明、黄建平、饶 锋、谭天刚
办公室设在生产副矿长室，由李新宇任办公室主任，负责日常工作。
第二节 联合试运转方案表
邻水县滑滩子煤业有限公司滑滩子煤矿联合试运转方案表
第五章 应急救援预案
一、编制目的
为了贯彻落实国家安全生产监督管理总局《关于切实做好安全生产事故应急预案管理工作的通知》(安监总局应急〔2007〕88号)精神，建立应急救援机制，明确职责，规范应急管理工作，提高应对风险和防范事故的能力，及时、科学、有效地指挥协调应急救援工作，最大限度地减少事故造成的人员伤亡和财产损失，按照《煤矿安全规程》的有关规定，特编制联合试运转期间灾害应急救援预案。
二、矿井概况
1.滑滩子煤矿矿井开拓方式为斜井开拓，主斜井采用JTP-1.6×1.2/2.4型提升绞车,担负全矿井提升运输和主要进风任务并兼作矿井安全出口。回风平硐，担负全矿井回风任务，兼作矿井安全出口。副斜井，利用原有1台JTP-1.2×1.0/30型提升绞车提升一采区区段设备、材料及巷道维修、煤矸运输并担负全矿井人员升降、管线敷设和部分进风任务，兼作矿井安全出口。
2.通风方式为机械抽出式。
3.采煤方法为伪俯斜走向分段密集采煤法，按《开采方案》设计，矿井一水平在+140m水平以上开采，主采正连煤层。
4.采掘头面位置和名称
首采工作面为1101回采工作面，布置于+305m～+140m水平之间。
掘进工作面现为：+140m水平回风大巷、1102工作面(采面)运输巷掘进工作面。
5.采煤工作面采用单体液压支柱支护，放炮落煤，全部垮落法管理顶板;掘进工作面采用炮掘工艺，工字钢支护。
5.本矿开采的正连和砂槽子煤层的煤尘有爆炸危险性,正连和砂槽子煤层的自燃倾向性等级为三类，属不易自燃煤层。
三、井下发生灾害事故的一些预兆和规律
(一)冒顶前一般出现的几种预兆和规律
1、响声：岩层断裂，折梁断柱，老顶闷雷;
2、掉渣：碎石从顶板上四处掉落;
3、裂缝：顶板开裂，加深加宽，甚至出水;
4、片帮：煤壁变松软，局部片帮垮落;
5、瓦斯涌出量比平时增大。
(二)透水前的一些规律和迹象
1、煤层发潮变暗;
2、煤壁挂红，挂汗;
3、煤层突然变冷，触摸后手感冰凉;
4、工作面温度逐渐降低;
5、工作面出现雾气;
6、顶板和底板出现异常现象;来压和底鼓;
7、水有特殊变化：发红、发涩、发黄、发臭、夹泥;
8、煤层里发出吱吱水叫声;
9、有硫化氢和二氧化碳气体逸出。
(三)瓦斯爆炸必须具备的三个条件
1、瓦斯浓度在5%～16%之间，均有爆炸的危险性;
2、有一定温度(650～7500C)的火源;
3、有足够的氧气(氧气含呈大于12%)。
四、预防井下灾害事故发生的措施
(一)组织措施
1、进一步完善矿井安全监督网建设，健全安全监督制度，充分发挥安全监督职能，把事故消灭在萌芽状态。
2、建立健全通风、瓦斯、防尘监测队伍，人员配备符合《煤矿安全规程》及上级的有关规定。加强专业队伍的专业技术培训，提高职工队伍素质，制定工作计划并组织实施。
3、抓好安全教育工作，做到培训和装备并重，对全体职工，每年至少安排一次业务保安和自主保安教育，特种作业人员要定期进行培训，并经考试合格后持证上岗。
4、工程必须有规程、措施。规程和措施要认真组织施工人员学习，制定开工制度，工程开工、停工、复工必须有通知。
5、坚持每周日安全、生产办公会和每月一次的“一通三防”专题会议制度，对会上确定的议题，必须认真贯彻执行。
6、严格执行“一通三防”安全监察制度，发现瓦斯超限、积聚、空班漏检、通风系统不合理、配风量不符合《规程》规定、防尘管路不完善等一律停止作业进行处理，同时追查事故责任者。
7、认真落实通风设施管理制度，各采、掘队及通风队必须配合管理好局扇、风门、栅栏、喷雾灭尘、水幕等设施，若出现人为损坏或丢失，除负责赔偿外，同时追究责任。
8、严格瓦斯检查制度，各采、掘工作面必须配置专职瓦斯检查员。
(二)预防瓦斯事故的措施
1、加强矿井通风管理工作。通风人员必须根据采掘安排，提前做好系统调整及供风准备工作，保证通风构筑物的施工质量，加强维护和管理，确保通风系统安全可靠，建立合理的通风系统。
2、临时停工的工作地点不得停风，否则立即切断电源，设置栅栏，警示标志，禁止人员入内，并向调度室汇报。
3、巷道维修，确保巷道断面满足通风要求。
4、杜绝无计划停风、停电。停风后，恢复通风前必须制定专门的排放瓦斯和安全技术措施，报矿长批准后执行。
5、对回采工作面上隅角及回风巷的瓦斯治理，必须根据具体情况采取适宜的方法处理，保证上隅角及回风巷瓦斯不超限。
6、对巷道顶板的层状瓦斯积聚，采取加大巷道通风或导风板的方法进行处理;对巷道高冒顶的瓦斯积聚，采取接叉风筒或安设导风板的方法进行处理。
7、瓦斯检查员必须严格执行瓦斯检查制度，坚持现场交接班制度，做到勤检查，及时填写手册和牌板，并将现场检查结果告知作业人员，瓦斯日报必须每天报矿长和技术负责人检阅。
8、井下放炮人员必须严格执行“一炮三检”和“三人连琐”放炮制度，放炮后通风时间的规定，放炮母线裸露处和明接头必须包扎。
9、巷道贯通时，必须严格按措施要求执行。
10、电器设备下井必须有合格证，入井前必须进行防爆性能检测和检查，认真执行防爆设备入井签证制度，严格入井关，对井下电器设备 ，必须指定专人定期进行防爆检查，加强电缆管理，防止砸坏电缆产生电火花。
11、对废旧巷道(包括盲巷)、回采结束的采面上下巷道都必须及时封闭。
(三)防尘措施
1、主要通风巷道要完成净化水幕，每50m必须设置一组(3个喷头)。
2、防尘的具体要求：防尘设施的具体位置必须在作业规程中明确提出。
3、对防尘系统必须定期检查，及时维修，保证使用可靠和有足够的防尘水量和压力。
4、运输系统中的所有转载点必须安装降尘喷头，并坚持使用。
5、坚持湿式作业，放炮前、出煤、出矸前必须洒水，运输过程中，必须喷雾。
6、各个点(面)必须将设备清理干净，通风道要定期扫尘，杜绝煤尘堆积。
7、巷道掘进工作面及回采工作面的回风巷，每隔50m必须安设一组隔爆水幕，并经常检查维护，保证使用可靠。
(四)火灾事故的预防
1、预防内因火灾
(1)对采空区及报废老巷必须在1个月内砌筑永久性密闭，通维队要按要求对密闭进行检查，每周至少检查1次回风巷及发热地点的温度和风量，定期对通风系统进行普查，防止设备毁坏造成微风，防止老塘浮煤氧化自然发火。
(2)加强通风管理，及时掌握回采工作的进回风情况，尽量减少采空区漏风，遗留煤柱尽量回收，防止漏风而引起浮煤自燃。
2、预防外因火灾
(1)加强出入井检身制度，严禁携带烟火和易燃物品入井，井下严禁拆卸矿灯。
(2)采用不燃性材料支护。
(3)设置防火门和井下消防材料硐室。
(4)设置储水池。
(5)防止电器设备漏电和裸露接头。
(6)距井口和主扇风机房附近20m内，不得有烟火和用电炉、火炉取暧，也不准有其它火源。
(7)井下电缆、电线必须按规定悬挂，不准带电盘放，严禁带电检修和搬迁设备。电煤钻电缆和电机尾巴线要按规定时间剁头，每月1次，每次剁头长不小于200mm。井下搬动、安装机电设备及金属材料，严禁乱扔乱砸，避免产生磨擦火花和机械火花。
(8)井下供电系统必须按设计设置，各种保护装置齐全完好，灵敏可靠。
(9)井下一律使用不延燃电缆和阻燃风筒。
(10)完善消防洒水管路系统，每隔50m设置支管和阀门，并备有25米的长软管和水龙头(带快速速成接头)。
(五)预防水灾的措施
1、定期检查地面小窑的分布情况，并及时填图，对可能向本矿井导水的小窑要配合有关部门坚决封堵。
2、在采掘工程平面图上分煤层划定“防水警戒线”，在掘进过程中，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。
3、井下巷道必须有足够断面的排水沟，并经常清理，保持畅通。
4、在矿区内必须设置水仓，建立泵站和留设防水煤柱。
5、地面在雨季未来之前，应提前做好防水、防洪、防雷电工作。
6、井下作业人员必须熟悉透水预兆，当发现透水预兆时必须立即停止作业，撤至安全地点，并汇报调度室。
(六)预防顶板事故的措施
1、冒顶事故产生的原因
(1)顶板压力大，顶板破碎时空顶作业。
(2)地质条件差，过断层、过压力集中带、淋水区，未按要求进行永久支护，支护质量差。
2、采煤工作面的技术管理
(1)采场进、回风巷超前20m用支柱加固顶板，并在两出口处理好顶板，保证顶板完好和畅通。
(2)每班放炮后及时扶柱，认真搞好“敲帮问顶”，防止悬露时间过长。
(3)在断层等地质构造带，采取相应措施，让支柱迎山有力，严禁空顶作业。
(4)回柱放顶采用全部垮落法，设走向密集进行加强支护。
(6)加强技术管理，按照合理的开采程序布置回采工作面，认真编制回采作业规程及初次放顶的安全措施，搞好矿山压力观测，掌握顶板活动规律。
(7)加强现场管理，支设质量不合格必须立即整改，实现合格率100%。
(8)抓好正规循环作业，加快工作面推进速度，改善采场顶板状况。
3、掘进巷道的预防措施
(1)坚持使用前探梁，严禁空顶作业。
(2)在顶板破碎地段、架设支架、采取缩小棚间距，帮顶背严。
(3)定期检查在籍巷道的顶板，对支护情况不好的要及时维护。
(4)加强工程质量管理，掘进1m合格1m，严禁超挖现象出现。
(5)加强现场管理和质量监督，杜绝违章作业。
(七)机电方面
主要搞好井下电器的防爆和雨季的“三防”工作，为此，必须做好以下工作。
1、进一步完善矿井机电运输管理制度，各种保护装置齐全、灵敏可靠，达到设备完好标准要求。
2、加强井下机电设备维修检查工作，发现问题及时进行处理。井下搬迁和检修设备，严禁带电作业。
3、对特殊岗位工种人员，必须进行培训，取得合格证后方可上岗。
4、井下供电必须严格按照《煤矿安全规程》的规定执行，切实做到“三无四有”、“二齐三全”、“三坚持”，认真完善并执行井下供电的“三大保护”，每天必须进行一次检漏装置的跳闸试验，煤矿必须有检漏、短路、过负荷、远距离启动和停止电煤钻的综合保护装置;电煤钻电缆要定期剁头。
5、井下供电必须使用“三大保护”，重点做好电开关的整定值的定期计算工作。
6、坚持使用瓦斯电闭锁和风电闭锁。
7、防爆检查员必须经过专门培训合格，每周入井不少于四次，切实搞好井下设备的巡检工作，杜绝失爆。
8、地面变电站易受雷击，要切实做好防雷接地保护。为了防止雷电经轨道、管线引入井下，必须将各井口入井轨道、管线按规程要求短路接地。
(八)运输方面
1、切实落实各种岗位责任制，特殊工种必须持证上岗。
2、矿井轨道必须按规定铺设，轨道质量 应符合《规程》第353条的规定。
3、轨道、管线入井的绝缘和接地必须完好，防止地面雷电引入井下。
4、绞车和矿车必须定期检查，经常检查，发现隐患及时处理。
5、平巷人力推车时，严禁放飞车，同向推车时，必须保持足够的安全距离。
6、斜井提升必须保持良好的联络信号，有可靠的“一坡三挡”，各区段挡车器必须坚持使用，钢丝绳投运前必前做拉力实验，投运后要定期检查，并有记录可查，地滚必须完好。
7、运输线上狠反“三违”，严禁爬、蹬、跳;严禁摘飞钩。
五、发生灾害后的处理原则和防止灾害扩大的措施
(一)发生灾害后的处理原则
1、立即通知事故区内人员及受事故影响的井下人员有组织地沿避灾路线撤到地面，同时通知井口检身工清洁点人数。
2、按抢险救灾指挥部人员名单，将有关人员召集待命。
3、立即组织查明事故原因 。
4、据己掌握的事故灾害情况，立即制定防止事故扩大的措施和营救遇难人员及事故处理方案。
(二)防止事故扩大的措施
1、井下发生事故后，现场人员应根据事故性质及客观条件，可以处理时，迅速采取有效应急措施进行处理，无把握处理时，立即组织人员沿避灾路线撤出危险区域。
2、井下发生事故后，在场人员要利用最近的电话将实情立即向调度室汇报，以便于及时采取措施 通知有关人员撤出。
3、事故发生后，有关单位和人员应相互联系，以便及时处理或沿避灾路线撤出地面，井口检身工应准确地统计出勤人数和井下遇难人员情况。
4、根据事故的性质和地点，由最近的线路撤出灾区出井。
5、发生火灾，瓦斯、煤尘爆炸事故时根据事故情况采取停风、反风、增减风流等措施，防止事故扩大。
六、灾区人员自救和安全撤离灾区及抢救人员的措施
(一)现场人员行动准则
1、及时报告灾情：发生事故后，事故地点附近的人员应尽量了解或判定事故的性质、地点和危害程度，并迅速利用最近处的电话或其它方式向矿调度室汇报，并迅速向事故可能波及的区域发生事故警报，使其他工作人员尽快知道灾情。但不能凭主观想象判定事故性质，以免给领导造成错觉，影响救援。
2、积极抢险救援：事故发生后，处于灾区或受威胁区域内的人员，应沉着冷静。根据灾情和现场条件，在保证自身安全的前提下，采取积极有效的措施和方法，及时投入现场救援，将事故消灭在初起阶段或控制在最小范围内，最大限度地减少事故损失。在抢险救援时，必须保持统一的指挥和严密的组织，严禁冒险蛮干和惊慌失措，严禁各行其是和单独行动。要采取防止灾区条件恶化和保障救援人员安全的措施，特别要提高警惕，防止中毒、窒息、爆炸、触电、顶帮二次垮落等再生事故的发生。
3、迅速安全撤离：当事故现场不具备事故抢险救援条件，或可能危及人员的安全时，应由现场负责人或有经验的老工人带领，按避灾路线和当时当地的实际情况，尽量选择条件最好、距离最短的路线，迅速撤离危险区域。在撤退时，要服从领导，听从指挥，根据灾情使用防护用品和器具。遇有溜煤眼、积水区、垮落区等危险地段，应探明情况，谨慎通过。
4、妥善安全避灾：如无法撤退(通路被冒顶阻断、在自救器工作时间内不能到达安全地点等)时，应迅速进入预先筑好的或就近地点快速建筑的临时避难硐室，妥善安全避灾，等待援救。
(二)瓦斯、煤尘爆炸事故时人员自救和安全撤离灾区及抢救人员的措施
1、位于事故地点进风侧的人员，应逆风流撤退;位于回风侧的人员，可迅速佩带自救器或用毛巾捂住口鼻，迅速沿捷径绕到新鲜风流中。
2、在撤退过程中遇有爆炸冲击波袭来时，应背向冲击波卧在巷道底板或水沟中，用温毛巾捂住口鼻，爆炸瞬间最好能屏住呼吸，以免体内受高温气体的灼伤，待冲击波过去以后，迅速戴好自救器，沿避灾线路尽快进入新鲜风流中。
3、若巷道破坏严重，若不知道撤退路线是否安全，就要想法找一处比较安全的地点暂时躲避等待营救，躲避地点要选择顶板坚固，没有有害气体、有水或离水源较近的地方，并密切注视附近情况的变化，发现有危险时立即转移。
4、避灾时，每个人都必须自觉遵守纪律，听从指挥，并严格控制矿灯使用，照顾伤员，发出声、光、呼救信号，等待救援。
(三)火灾事故的人员自救和安全撤离灾区及抢救人员的措施
1、任何人发现井下火灾时，要立即采取一切可能的方法直接灭火，并迅速汇报调度室。
2、如果火灾事故大，火势猛，现场人员无法扑救时，或火灾波及地区人员接到撤退命令时，应立即带好自救器，并组织好向与火源燃烧处风流相反方向撤退。或者沿与事故巷道平行的巷道，迎着新鲜风流绕过火区进入安全地带。
3、撤退过程中，若巷道内充满烟雾，切不可惊慌、乱跑，要迅辨认发生火灾地区的风流方向，然后，俯身摸着轨道或水管有秩序地外撤，实在无法撤出，要尽快找一个硐室暂时躲避，堵住入口，隔断风流，防止有害气体侵入，同时设法与外界取得联系，等待救援。
(四)水灾事故的人员自救和安全撤离灾区及抢救人员的措施
1、事故发生后，现场人员除立即向调度室汇报外，应迅速就地取得加固工作面材料，堵住出水点，以防止事故的进一步扩大。
2、若情况紧急，水势很大，无法营救，应在班长或老工人的带领下有组织地沿避灾路线避开压力水头，迅速撤至一个区段或地面，平巷的遇险应选择最近的上山撤退，上山巷内的遇险人员应尽快通过联络巷道，从与平行的上山或其它无水害危险的巷道撤至上一个区段或地面，切不可顺水往下跑，更不能进入独头巷道。
七、灾害事故的处理
(一)为了有效地抢救灾害，做到常备不懈，矿成立救护领导小组。
组 长：温余才
副组长：吴小富
组 员：黄建平、饶 锋、谭天刚
救护领导小组下设：
1、抢救组
组 长：李先兵
组 员：胡健民 周长寿 郭千书
2、通信后勤组
组 长：胡洪云
组 员：樊华中 王贤德 彭德高
(二)灾害发生时的信号传递
当井下工作人员发现火灾或瓦斯煤尘爆炸预兆(如巷道中出现烟雾、温度增高、有煤油或松香味、呼吸困难等)、透水预兆(挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、淋水加大、有水叫声等)、大面积冒顶时，立即高呼“某某地点着火啦”、“某某地点瓦斯(煤尘)爆炸啦”、“某某地点透水啦”等口号，并立即从事故地点按避灾线路以最快的速度赶到就近电话点，向井口调度室汇报灾害发生地点、性质、范围、严重程度等，汇报时注意语言简明、扼要、清楚。
当一人发现灾情时，边跑边呼喊，以便给邻近工作人员报警。用电话报告调度室后，若能确保安全，就岗守电话旁，以便救援人员与井下联系。
当两人以上发现情况时严禁单独行动，从事故地点按避灾线路赶到就近电话点向井口调度室汇报(汇报人员不得单独行动)，汇报完后，若情况安全，就岗守电话旁与地面保持联系，并用电话通知邻近巷道人员按避灾线路撤离，撤离人员路过电话处，应向井口调度室汇报灾情或撤离情况。
(三)事故发生时的行动原则
灾区人员应保持清醒的头脑，沉着冷静，不得慌乱，灾区班队长应尽量准确地判断事故情况与危险程度，在确保自身安全的情况下，就地取材、果断处理、防止灾害蔓延。发现火灾时，如火势不大，则应立即切断电源，用砂子、干粉灭火器灭火;若情况严重，必须立即报告调度室。
由于人力、物力、灾害程度不能及时处理时，要有组织、有计划地迅速按最短线路撤退到安全地点，然后撤出到地面，灾区班队长应及时清点人数，组织职工进行力所能及的抢救和自救，并向井口调度室汇报灾情。
(四)灾害发生后的通知顺序
1、任何人一旦发现事故，必须立即通知现场班组长和跟值班管理人员，并迅速报告调度室，同时及时通知事故所在班组和可能受事故波及的作业人员。
(2)矿调度室接到事故报告后，必须问明情况，如事故地点、班组、人数、性质以及可能受波及的地点情况，作好记录，并立即按《事故发生后电话通知顺序框图》中的通知顺序通知有关人员。
事故发生后电话通知顺序框图
(3)应急救援领导小组成员接到事故报告后，立即赶赴调度室。在组长的统一指挥和组织下，立即行动，尽快拿出处理方案，调配人员抢险救灾，营救遇险人员，如煤矿自身没有能力抢救，必须立即通知矿山救护队出警。
(五)事故灾害发生时的抢救、指挥工作
1、事故发生后，应急救援小组成员立即赶赴矿调度室，首先听取当班值班领导的灾情汇报以及已经下达的救援命令和执行情况。并立即组织抢救，上级救灾指挥部赶到后由指挥部统一指挥救灾工作。继续组织撤人、停电，保证主要通风机、空压机和事故地点局部通风机的正常运转。
2、通知有关队、调度室、矿灯房、自救器发放室准确统计当班下井人数及其姓名，统计已出井的人数及姓名，通知有关单位准备救灾材料和医院作好急救伤员的准备。
3、指定一名副矿级领导负责签发下井许可证，并通知矿灯房、自救器发放室和井口值班人员，没有下井许可证不准发放矿灯、自救器，不准下井。
4、选定井下救护基地，指定具有救护知识的矿领导担任井下救护基地指挥。同时明确基地指挥只起“上传下达”的作用，不得自行发布命令，以免形成多头指挥。落实井下救护基地所需的通讯设备、救灾器材等。选定安全岗哨位置及人员，明确其任务。
5、命令救护队进入灾区引导人员撤退;将伤员救到井下救护基地或其他安全地点进行现场急救后，送地面甚至医院。得知人员受困在灾区时，一边设法与受困人员联系、稳定其情绪，一边立即报告救援指挥部采取果断措施组织特别救援。
6、应急救援指挥部根据井下灾情报告责成助手成员，将救援人员分成二线、三线力量。当救援人员不足时，应及时报告上级机关和兄弟单位请求支援，并及时满足井下需要，千方百计完成救援任务。如果救灾过程中出现反复或灾情扩大时，应下决心投入二线力量，同时采取安全措施保护救援人员尽力避免扩大伤亡。
7、井下撤人和救援完成后，总指挥就应投入二线或三线力量，命令救护队进行侦察工作，掌握灾情的性质、影响范围、灾区通风与瓦斯等情况。
8、救护队长具体负责指挥救护队按救护规程的要求完成侦察任务，提出测定的数据、灾区示意图及灾区处理建议，供指挥部制定救援方案。侦察结束后，应安排救护队在安全地点监视灾情变化，具体位置由井下救护基地负责人提出建议，报总指挥确定。
9、总指挥部成员听取侦察情况汇报后，命令矿总工程师(技术负责人)组织人员依据《矿井灾害预防与事故处理计划》，结合灾情实际，尽快提出事故处理方案，并明确成员分工，限定时间完成救灾准备工作，并派人检查核实。对总工程师提出的处理方案应经过慎重讨论，在安全系数上应留有余地，同时考虑处理事故过程中可能出现的异常情况及其补救措施。总指挥批准处理方案后，应报上级领导，争取得到支持。
10、根据掌握的灾情及处理方案的要求，对救护队及救援人员做好战前思想动员，勉励其树立信心，发扬不畏艰险、敢打敢拼、特别能战斗的精神。一切工作落实无误后，决定行动时间，立即投入战斗。
11、在救援过程中，总指挥要不断协调平衡力量，确保方案顺利实施，当遇灾情变化时，应及时修改救援方案，调整救援力量。事故处理结束稳定一段时间后，恢复事故破坏的各个生产系统，使之正常，特别是通风系统。当各系统恢复正常后，救援工作结束。
12、事故处理结束后，总指挥指定有关部门收集事故报告，并进行全面分析。对事故发生的原因、救援处理过程、重要的经验教训以及今后应采取的措施等，形成文件后上报和存档。
(六)相关人员职责
1、矿长：处理事故的全权指挥者。在矿技术员、县煤炭局总工程师、救护队员的协助下，制定营救遇难人员和处理事故的作战计划。
2、矿技术负责人(总工程师)：矿长处理灾变的第一助手。在矿长领导下，组织营救遇难人员，协助矿长制定处理事故的作战计划。
3、各副矿长：根据营救遇难人员和处理事故的作战计划，负责组织处理事故所需和工作待命所需的材料，由指定的副矿长签发特别入井证，严格控制人员入井。
5、值班调度员：负责记录事故发生时间、地点和情况，并立即将事故的情况报告矿长和技术员，并及时调度井下抢险救灾工作，统计出入井人数和留在井下的人数。
5、机电矿长：根据矿长命令，负责改变主扇的工作制度，并保证正常运转，掌握矿井的停电工作、进行抢修和安装供电设备及完成其他任务。
(七)避灾路线
1、发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故避灾路线
1101回采工作面→1101工作面运输顺槽→1101工作面轨道运输巷→一区段车场→一区段人行石门平巷→中央一采区人行上山→+342m副斜井→地面。
1101工作面运输顺槽→1101工作面轨道运输巷→一区段车场→一区段人行石门平巷→中央一采区人行上山→+342m副斜井→地面。
一区段1102工作面运输巷掘进工作面→一区段车场→一区段人行石门平巷→中央一采区人行上山→+342m副斜井→地面。
2、发生水灾事故避灾路线
1101回采工作面→1101工作面回风巷→+305m水平材料车场→+342m水平副斜井→地面。
+140m水平回风大巷掘进工作面→一区段运输车场→一区段人行石门→中央一采区人行上山→+342m水平副斜井→地面。
1102工作面运输巷掘进工作面→(+216m)一区段运输车场→+342m水平副斜井→地面。
(八)消防物资的储存
八、假设地点的灾情事例
为了防患于未然，在发生事故的情况下，有秩序、有计划、有组织地按避灾线路撤出和按预定方案进行抢救，做到预防为主，防治结合。现以滑滩子煤矿可能发生事故的采掘地点，提出假定灾情事例，使职工在灾情来临时心中有数，做到忙而不乱，有组织、有秩序地进行救灾工作：
1、1101采煤工作面瓦斯(煤尘)爆炸
(1)地点：1101工作面上隅角。
(2)信号发布
事故发现者立即高喊“1101工作面发生瓦斯(煤尘)爆炸啦”，并立即用就近电话向调度室汇报灾情，井口调度室向矿领导汇报灾情，并立即向受灾人员下达按避灾路线安全撤退的命令。
(3)停电顺序
事故发生后，调度室立即通知地面配电室立即切断1101工作面的电源。
(4)紧急处理措施
事故发生后，处于1101首采工作面回风巷及其以上水平的受1101工作面爆炸点影响范围内的工作人员立即按避灾路线撤出，撤出前立即佩戴好自救器，用最快的速度撤至新鲜风流中。值班队(班)长及时清点人员，尽可能抢救受灾人员，救护队进入后及时抢救遇难人员，侦察灾情，并把情况报告抢救指挥部，以便立即采取措施防止事故扩大蔓延。
(5)人员撤退线路
工作面爆炸地点下方人员→1101运输顺槽→中央一区段运输车场→一区段人行石门平巷→人行副斜井→地面。
一区段各作业点人员→一区段运输车场→一区段人行石门平巷→人行副斜井→地面。
(6)救护队进入路线
分两路进入
地面→主斜井→一区段运输车场→一区段人行石门平巷→1101轨道运输巷→1101工作面顺槽→采煤工作面→爆炸地点。
地面→副斜井→中央一采区人行上山→一区段人行石门平巷→1101轨道运输巷→1101运输顺槽→采煤工作面→爆炸地点。
2、1102工作面运输巷掘进工作面透水
(1)地点：1102工作面运输巷掘进工作面
(2)信号发布
事故发现者立即高喊“1102运输巷掘进工作面发生透水啦”，并立即用就近电话向调度室汇报灾情，井口调度室向矿领导汇报灾情，并立即向受灾人员下达按避灾路线安全撤退的命令。
(3)停电顺序
事故发生后，井口调度室接到汇报后，立即通知配电室切断1102工作面运输巷掘进工作面的电源，但局部通风机不得停风。并通知电工切断井下可能影响范围内的所有电源。
(4)紧急处理措施
事故发生后，处于一区段及其以下等受1102工作面运输掘进工作面透水影响范围内的工作人员立即按避灾路线撤出，用最快的速度撤到(主)副斜井的无危险的地点，值班队(班)长及时清点人员，尽可能抢救受灾人员，救护队进入后及时抢救遇难人员，侦察灾情，并把情况报告抢救指挥部，以便立即采取措施防止事故扩大蔓延。
(5)人员撤退线路
1102工作面运输巷掘进工作面透水地点→中央一采区上段回风上山→一采区回风石门→+342m副斜井→地面。
1102工作面运输巷掘进工作面以下人员→+140m水平人行石门→中央一采区人行上山→副斜井→地面。
(6)救护队进入路线
地面→+342m水平副斜井→中央一采区回风石门→中央一采区上段人行上山→1102工作面运输巷掘进工作面→透水地点。
第六章 煤矿试生产期间的安全技术措施
第一节 联合试运转工作领导小组
联合试运转期间成立由以下成员组成的联合试运转工作领导小组：
组 长：温 余 发(矿长)
副组长：李新宇(生产矿长)
温余才(安全矿长)
巫通顺(矿工程师)
吴小富(机电矿长)
李双红(总经理)
沈鑫瑜(法人代表)
安全检查组：李先兵、胡健民、羊衣强、郭千书
生产技术组：昌 满、刘少云、陈仁义、叶小波
一通三防组：周长寿、陈仁福、汪永贵、李文龙
机电运输组：胡洪云、樊华中、王贤德、彭德高
后 勤 组： 吴建明、黄建平、饶 锋、谭天刚
办公室设在生产副矿长室，由李新宇任办公室主任，负责日常工作。
第二节 顶板管理安全技术措施
一、安全条件
正连煤层：位于T3xj5上部，下距砂槽子煤层约80～230m，区内大部可采。纯煤厚0.36～0.45m，平均厚0.42m(但在主斜井附近揭露正连煤层为0.85～0.9m)，含一层0.05m左右的泥岩、粉砂质泥岩薄夹矸。伪顶厚度0.06～0.08m，为高炭质泥岩。煤层直接顶为砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。
砂槽子煤层：位于T3xj5中下部，下距T3xj4砂岩约10～40米，为单一煤层，区内大部可采。煤层厚度0.32～0.35m、平均厚0.32m，不含夹矸。伪顶厚度0.08～0.10m，为高炭质泥岩。煤层直接顶为砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。
二、采掘工作面顶板管理安全措施
1、掘进工作面严禁空顶作业，靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须加固，
2、爆破崩倒、崩坏的支架必须经修复好后方可进入掘进工作面作业，修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行。
3、在煤层、松软的岩层中及地质破碎带掘进时，必须采取前探支护措施。掘进工作面放炮后后，首先恢复好被放炮冲倒的支架，并必须及时打上前探梁，前探梁上必须铺上挑板，严禁空顶作业。
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。巷道砌碹时，碹体与顶帮之间必须用不燃物填实;巷道冒顶空顶部分，可用支护材料接顶，但在拱顶上部必须充填不燃物垫层，其厚度不得小于0.5m。
5、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、采用锚杆、锚喷等支护形式时，必须遵守《煤矿安全规程》第四十四条的规定。
7、采煤工作面放炮后，必须及时支柱，及时恢复好被放炮冲倒的支柱，并打好临时护身顶柱，人员必须在护身柱下攉煤，攉完煤及时打好支柱和贴帮柱，严格按设计或作业规程规定及时支护，严禁空顶作业。
8、在进入工作面工作业前，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。
9、当顶板条件变化时，必须及时修改《作业规程》，制定有针对性的支护措施。
10、采面支柱必须垂直于顶、底板打设，严禁支在浮煤浮矸上，要保证支柱有足够的初撑力。
11、在巷道回收支架时，必须使用回柱绞车回柱，人员应站在支柱完好、顶板完整的安全地点进行，人员不得站在绳道内及容易发生崩绳、崩柱的地方，以免断绳飞钩伤人;指挥回柱绞车的停开必须使用清晰可靠的点铃信号，信号不清不明时，严禁启动回柱绞车。回柱时必须事先清理好退路，确保退路畅通。
12、支柱打设必须迎山有劲，支柱打设必须成排成行，保证排、柱距不超宽，确保有足够的支护密度。
13、采煤工作面在破碎顶板处打柱时，必须用小板将顶背实，确保不发生漏顶。
14、加强采掘工作面质量管理，不合格的支柱支架必须重新支设，支柱支架必须符合《作业规程》的规定。
15、在初次来压、周期来压期间必须加强支护，确保有足够的支护强度和支护密度，在初次来压或周期来压期间顶板悬露面积超过作业规程规定时，必须制定措施进行强制放顶。
16、在回柱放顶前必须打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打，回下的支柱必须堆入整齐，保证退路畅通。
17、在作业过程中必须保持文明生产，杜绝冒险蛮干，狠反“三违”，严禁工人违章作业，干部违章指挥。
第三节 一通三防管理安全技术措施
一、安全条件
矿井为低瓦斯矿井。正连和砂槽子煤层有爆炸危险性，为不易自燃煤层。
二、通风管理措施
(一)通风方式
本矿的通风系统为中央分列抽出式，采煤工作面采用上行的U型负压通风方式，掘进工作面采用压入式局部通风机和风筒通风。
(二)采掘工作面及硐室通风
1、矿井以一个采煤工作面达产，采煤工作面为全风压通风。矿井主要机电硐室均位于进风巷道中，不需配风。
2、本矿现有2个掘进工作面，即：+140m水平回风大巷掘进工作面、1102工作面运输巷掘进工作面，各配备2台(1台为正常工作风机，一台为备用风机)FBD-2-№5/5.5×2型，每个工作面增加至2台和φ600风筒组成一体进行通风，风机将新鲜风经风筒压送到掘进工作面。为了能有效的排出炮烟.风筒出口到掘进工作面的距离LR应不超过风流从风筒出口到转向点的距离，即有效射
确定(S为掘进巷道净断面积)。
3、局部通风机的使用严格按以下要求
(1)掘进巷道贯通在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。贯通时，必须派专人在现场统一指挥。停止作业的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标。并经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯农度，瓦斯浓度超限时，必须先停止掘进工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回见流中的瓦斯浓度都在1%以下时，掘进的工作面方可爆破作业。每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。贯通后，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。
(2)煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式，长距离掘进由于阻力加大，会出现通风困难，可采用2台同型号、同功率局部通风机并联，以增加风压克服阻力，保证风量供给。
(3)局部通风机必须由掘进工作面瓦检员负责管理，保证正常运转。全风压供给该处的风量必须大于局部扇风机的吸风量，掘进中的煤巷和半煤岩巷中最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。
(4)必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定。
(5)掘进工作面的局部通风机应采用三专(专用变压器、专用开关、专用线路)供电;也可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，但每天应有专人检查1次，保证局部通风机可行运转。
(6)严禁3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。
(7)使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风;因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近20m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。
4、井下通风设施及构筑物布置
为保证采、掘工作面的风量，并使风流按规定方向流动，在风流流动线路中设置有风门、风墙等构筑物，其设置基本满足以下技术要求：
(1)永久性风门
①每组风门不少于两道，通车风门间距不小于一列车长度，以防止列车通过时两道风门同时打开而造成风流短路;行人风门间距小于5m;进、回风巷道之间构筑风门时，要同时设置正反风门两组，并且要连锁。
②矿井总回风与采区回风系统的风门要装有闭锁装置，风门不能同时打开(包括反向风门)。
②避免在弯道和缓倾斜巷道中设置风门。
④风门的前后5m内支护良好，巷道内无杂物、积水、淤泥;风门厚度不小于50mm，门垛墙用不燃材料建筑，厚度不小于0.5m，四周掏槽深0.2～0.3m，见实帮实顶、底。
⑤结构严密，漏风少，向关门方向倾斜80～85°。
⑥风门等通风构筑物的设置应坚固稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。
⑦墙垛平整(1m内凹凸不大于10mm，料石勾缝除外)，无裂缝、重缝和空隙。
⑧门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密(以不透光为准，通车门底坎除外)。
⑨风门水沟要设反水池或挡风帘;通车风门要设底坎;电缆、管路孔要堵严。
⑩风门的开、关状态要在矿井通风安全监控系统中反应。
(2)临时风门
①每组风门不少于两道，通车风门间距不小于一列车长度;行人风门间距小于5m。
②风门的前后5m内支护良好，巷道内无杂物、积水、淤泥。
③门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密。
④门墙四周接触要严密，木板墙要鱼鳞搭接，墙面要用灰、泥满抹或勾缝。
⑤门扇平整，错口接缝不漏风，与门框接触严密
⑥通车风门要设底坎，挡风帘。
(3)永久性密闭
①用不燃材料建筑(一般采用砖、石、混凝土等不燃材料)，严密不漏风(手触无感觉、耳听无声音)，墙体厚度不小于0.5m。
②密闭四周要掏槽，四周掏槽深度0.2～0.3m，见实帮实顶、底，并抹有不小于0.1m的裙边。
③墙面平整(1m内凹凸不大于10mm，料石勾缝除外)，无裂缝、重缝和空缝。
④密闭内有积水时，要设反水孔或反水管;有煤层自燃发火的采空区密闭，要设观测孔、措施孔，孔口封堵严密。
⑤密闭前5m内支护良好，无片帮、冒顶。
⑥密闭前无瓦斯积聚。
⑦密闭前无杂物、积水、淤泥。
⑧密闭前要设置栅栏、警示、密闭牌板、瓦斯检查牌板。
(5)临时性密闭
①密闭要设在顶、帮良好的地方，见硬底、硬帮与煤岩接实。
②密闭前5m内支护良好，无片帮、冒顶，无杂物、积水淤泥。
③木板密闭应鱼鳞式搭接，密闭要用灰、泥满抹或勾缝，不漏风。
④密闭四周接触严密。
⑤密闭前无瓦斯积聚。
⑥密闭前要设置栅栏、警示和检查牌板。
(6)需要调节井下风量的地点需安设调节风窗，其技术要求与永久性风门相同。
5、为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，在回风井井口设置的防爆门，每6个月检查维修一次;主要通风机运行时，主要通风机引风道风门全打开并固定好，备用通风机引风道风门则关闭并严密不漏风。另外，矿井主要通风机设有反风装置，当井下发生火灾时经矿工程师的同意可进行全矿井反向通风，反风道中的风门要采用双向风门。安全出口采用两道双向风门。
三、瓦斯灾害防治
(一)防爆措施
瓦斯从煤层暴露面和采落的煤炭内涌出，瓦斯涌出的特点是，初期瓦斯涌出的强度大，然后随时间按负指数函数关系逐渐衰减。所以工作面内落煤工序的瓦斯涌出量总是大于其它工序。老顶来压冒落时涌出量高于其它时期。
瓦斯爆炸必须同时具备三个条件：
①瓦斯与空气混合后的瓦斯浓度在爆炸范围内，5～16%;
②高温热源存在时间大于瓦斯的引火感应期，在正常大气条件下瓦斯在空气中的点燃温度为650～750℃;
③瓦斯——空气混合气体中的氧浓度不低于12%，这一条件在生产矿井中是始终具备的。所以预防瓦斯爆炸的措施，就是防止瓦斯的积聚和严禁高温热源的出现。
1、防止瓦斯积聚
所谓瓦斯积聚是指瓦斯浓度超过2%，其体积超过0.5m3的现象。矿井必须从采掘工作、生产管理上采取措施，防止瓦斯积聚。瓦斯积聚时必须及时处理，通风异常与瓦斯涌出异常是造成瓦斯积聚的根本原因。
(1)加强通风
本矿的通风系统是一个安全可行的、完整的、独立的通风系统。通风机工作方法为抽出式。矿井主要通风机是矿井的“肺脏”，选用足够能力的矿用防爆抽出式风机。是安全生产的需要。
①主要通风机、局部通风机等通风设备，设施和通风构筑物要按标准安装好、构筑好、维护好，确保其有效性。
②回采工作面和掘进工作面采用独立通风。回采工作面采用上行通风，有利于降低工作面的瓦斯浓度。
③在生产过程中，连通采空区的巷道应做到随采随闭，杜绝漏风。回采结束后，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。
④矿井投入生产后，按分别法计算矿井需风量，并按实际供风量核定矿井产量。建立测风制度，每10d进行一次全面侧风。对采掘工作面和其它用风地点，根据实际需要随时测风，将每次测风结果记录并写在测风地点的记录牌上，并根据测风结果调节风量。
⑤贯通巷道要编制专门安全措施。
⑥局部通风机由专人负责，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;局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速大于0.25m/s，风筒采用抗静电、阻燃风筒;局部通风机采用“三专”(专用变压器、专用开关及专用线路)供电;严禁使用1台局部通风机同时向2个以上(含2个)作业的掘进工作面供风;局部通风机不得随意停风，因检修、停电等原因停风时，要撒出人员和切断电源。
(2)加强瓦斯检查
①采掘工作面每班配备一名专职瓦检员，随时检查工作面瓦斯，瓦斯检查员由通维队负责统一管理。
②瓦检员必须坚守工作岗位，严禁“空班、漏检和假检”。瓦斯检查后应在牌板上准确填写瓦斯数据，将检查结果通知作业人员，并认真填写瓦斯日报表交矿长、技术负责人审核。
③各级管理人员必须随身携带瓦斯自动检测报警仪，随时检查工作面瓦斯情况。机电队设专人对瓦斯自动检测报警仪进行充电、收发和维护。每班必须清理隔爆罩上的煤尘，发放前必须检查报警仪的零点和电压或电源欠压值，不符合要求的严禁发放使用。
④工作面瓦斯浓度达到1%时，禁止爆破。
⑤机电设备及开关附近20m内风流中，瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，及时处理。
⑥工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作撤出人员。
(3)瓦斯传感器的安设与管理
①在采煤工作面：采煤工作面上隅角安设一台瓦斯传感器，用以监测采面上隅角的瓦斯浓度。在距工作面煤壁10～15m的回风顺槽内安设一台瓦斯传感器，用于监测采煤工作面回风流中的瓦斯浓度。在距下方煤壁10～15m的运输顺槽内安设一台瓦斯传感器，用于监测工作面进风流中的瓦斯浓度。
②掘进工作面：在距掘进工作面的距离不大于5m处安设一个瓦斯传感器，监测风筒出口新鲜风流与碛应涌出瓦斯混合后风流中的瓦斯浓度。在距与运输石门交岔点10～15m处的顺槽巷道内安设一个瓦斯传感器，监测顺槽回风流中的瓦斯浓度。
③传感器安设要求：瓦斯传感器必须垂直悬挂，距巷顶的距离不得大于300mm，距巷道侧壁的距离不得小于200mm。悬挂地点的顶板要坚固、支护要完好、无淋水。严禁将瓦斯传感器悬挂在风筒出口和风筒漏风处。
④监控数据的调校：每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式瓦斯检测报警仪或便携式光学瓦斯检测仪与瓦斯传感器进行对照，并将记录和检查结果报监控值班员。当两者读数误差超过允许误差时，先以读数大者为依据，采取安全措施并在8h内对两种设备调校完毕。瓦斯传感器每7天应调校一次
⑤报表管理：瓦斯监测日报表必须报矿长及矿技术负责人审阅。
(4)及时安全地处理积聚瓦斯
从采掘工作、生产管理上采取措施，防止瓦斯积聚。当发生瓦斯积聚时，必须立即处理。这是矿井日常瓦斯管理工作的重要内容，是预防瓦斯爆炸事故的关键工作。井下任何一处瓦斯积存都可能成为爆源，因此必须及时安全地处理好，不留任何隐患。瓦斯积聚时，根据不同的情况，分别采用下列方法进行处理：
①加大瓦斯积聚地点的风速和风量，按矿总工程师批准的安全措施排放积聚瓦斯。强制冲淡瓦斯到允许浓度后排到回风流中。
②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。瓦斯排放采用逐段排放法，严格控制排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%，且回风系统内停电撤人;必须在井下盲巷和临时停风地点设置密闭和栅栏，定期检测瓦斯和氧气浓度，并严禁任何人违章进入。
③回风井中瓦斯浓度超过0.75%时，查明原因，进行处理;采掘工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%时停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理;采掘工作面及其他他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，停止用电钻打眼;爆破地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破;采掘工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理;采掘工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，搞出人员切断电源，进行处理;对因瓦斯浓度超过规定被切断电源或因检修等原因而断电的电气设备，当附近20m内瓦斯浓度降到0.5%以下，方可通电开动。
④临时停工地点不得停风;停风区要切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿调度室报告，停工区瓦斯浓度达到3%，不能立即处理时，在24h内予以封闭;停风区恢复通风需要排放瓦斯和送电时，要有安全措施，必要时应采取封闭抽放等措施。
⑤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1%或CO2浓度不超过1.5%，其局部风机及开关附近20m内瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。当瓦斯积存量大时，可采用风筒增阻排放法：可用绳子把柔性风筒捆结，缩小其断面、或在风机的吸风口用木板阻挡部分通风断面进行增阻，随着混入矿井主通风风流的瓦斯浓度的下降逐渐增大风筒断面，直到全断面通风。
⑥独头巷道长时间封闭的独头巷道启封后排放瓦斯可采用逐段通风排放法：排放由外向内逐段分段进行，先准备一节5m长的短风筒，接在密闭外的风筒上，用其冲淡启封密闭墙的开口孔洞瓦斯，控制风筒的排风量，使冲淡后的瓦斯浓度低于2%，正常后再分段接长风筒逐段排放巷道积存瓦斯，直到全独头巷道积存瓦斯排放完转入正常通风时止。
⑦本矿为双煤层开采。在回采时，为防止采空区瓦斯大量涌入工作面，造成本工作面上隅角瓦斯超限，可采用工作面上隅角挂风帘的方法迫使风流冲刷上隅角，稀释并排放瓦斯。
⑧在生产过程中，巷道连通采空区的风眼应做到随采随闭，杜绝漏风。回采结束后，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。所有通风构筑物严格按质量标准筑好，维护好。
⑨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。严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。加大瓦斯积存地点的风速和风量，按矿技术负责人批准的安全措施排放积存瓦斯。强制冲淡瓦斯到允许浓度后排到回风流中;临时停工地点不得停风;停工区瓦斯浓度达到3%，不能立即处理时，必须予以封闭;停风区域必须切断电源，设置栅栏，揭示警标。恢复通风排放瓦斯和送电时，要有安全措施，必要时应采取封闭抽放瓦斯等措施。
⑩在生产中，要组织专职人员及时封闭废弃的盲巷及采空区，对暂不利用巷道应封闭或挂危险牌，加强对这些地方的瓦斯监测，防止瓦斯聚集。对回风巷道中聚集的煤尘应组织专人按期清扫，消除瓦斯煤尘爆炸隐患。
(5)分源治理瓦斯
分源治理瓦斯就是针对瓦斯来源的特征(涌出规律与涌出量)，采取相应的措施。矿井瓦斯涌出的区域分为回采区、掘进区和已采区;瓦斯来源是分源治理的基本依据。要同时测定矿井各回采、掘进区域回风流中的瓦斯量，得到矿井瓦斯涌出量平衡表及周期性动态。
①采空区
采空区要及时封闭，随采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道。采空区瓦斯涌出特点是：随着停采时间的延长，涌出量渐减：地面大气压力变化必然引起矿井井下大气压力相应变化，与瓦斯涌出有着密切关系，其涌出量会随之波动，气压降低时涌出量增大。因此大气压力变动季节，应加强对采空区瓦斯的观测与管理。
②掘进工作面
涌出的瓦斯主要是煤巷所在煤层本身的瓦斯。掘进区局部冒顶积存的瓦斯，可在支架顶梁处安设导风板冲淡瓦斯或用充填黄土的方法处理。掘进工作面随着巷道的延长，风筒应及时架接，保证压入式风筒出风口距迎头的距离(Lp)应小于或等于压入式通风的有效射程(LR)，即
Lp≤LR=(4-5)S0.5m
式中：S——投井巷道净断面积，m2
③回采工作面
回采工作面瓦斯涌出的治理：回采工作面采用U形通风系统，这种系统具有漏风小的优点，但在上隅角附近由于采空区涌出的瓦斯大部分在这里集中，同时在此处风速低，风量不足，容易积存瓦斯而超限。处理措施：在工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障，迫使一部分风流流经上隅角，将积存瓦斯冲淡、排出。或将回风巷道后的联络眼密闭打开，并在回风巷设置调节风室或挂风帘，迫使一部分风流流经上隅角冲淡瓦斯后由采空区经联络眼排出。
顶板附近瓦斯层状积聚处理：若回采工作面风速未能保证设计风速而小于0.25m/s，则容易使瓦斯浮于巷道项板附近，形成一个比较稳定的带状瓦斯层，这即是瓦斯的层状积聚。处理办法是保证回采工作面的设计风速，使瓦斯与风流能充分地紊流混合，冲淡及排出。
2、防止瓦斯引燃
防止瓦斯引燃的原则，是对一切非生产必须的热源，要坚决禁绝。生产中可能产生的热源，必须严格管理和控制，防止它的发生或限制其引燃瓦斯的能力。
(1)严禁携带烟草和点火物品下井;严禁入井穿着化纤衣服。
(2)井下电话选用本质安全型电话，并使用矿用电话电缆。
(3)普通型携带式电气测量仪表，只准在瓦斯浓度小于1.0%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。
(4)井下(非煤层中)需要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，每次必须制定安全措施，严禁在煤层中进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。
(5)井下严格禁止使用灯泡取暖和使用电炉。
(6)井口房及通风机房周围20m范围内禁止使用明火。
(7)井下电气设备的选用要符合《规程》的要求;井下不得带电检修、搬迁电气设备(包括电线、电缆);井下防爆电气设备的运行、维护和修理工作，要符合防爆性能的各项技术要求。
(8)井下供电做到：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头、有过电流和漏电保护、有接地装置、电缆悬挂整齐、设备硐室清洁整齐。
(9)掘进工作面实行“三专”(专用变压器、专用电缆、专用开关)、“两闭锁”(风电、瓦斯电闭锁)和完善掘进系列化配套设备。
(10)防止机械摩擦火花和冲击火花的产生，采取安设过热保护装置、使用难引火性合金工具(如使用铵铜合金工具)等措施。
(11)高分子聚合材料制品，如风筒等，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。因此井下应采用抗静电、阻燃的聚合材料制品，其内、外两层表面电阻都必须大于3×108Ω，并应在使用过程中保持此值。
(12)放炮要遵守下列规定
①采、掘工作面都必须使用取得产品许可证的三级煤矿许用的三级煤矿炸药和煤矿许用雷管。使用煤矿许用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。
②采、掘工作面采用毫秒爆破。在掘进工作面必须全断面一次起爆，在采煤工作面每组装药必须一次起爆，严禁使用2台放炮器同时进行放炮。
③炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分，应用粘土封实。
④炮眼封泥严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料;无炮泥或不实的炮眼，严禁放炮。
⑤炮眼内发现异常情况，如温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时，不准装药放炮。
⑥放炮母线、连接线和电雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。严禁使用固定放炮母线。
⑦在放炮地点20m内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体阻塞巷道断面1/3以上时，不准装药放炮。
⑧处理瞎炮(包括残炮)时，必须严格按照《煤矿安全规程》的有关规定执行。
⑨放炮时，采用正向起爆。
⑩放炮必须严格执行“一炮三检查”(装药时、放炮前、放炮后)和“三人连锁放炮”(专职瓦检员、专职放炮员、班组长)制度，严禁采用糊炮、明火放炮和一次装药多次放炮。
(13)防止雷电入井的措施
①井口安设AZ-1A型导体消雷器，消雷器的接地体距井口管、轨、线接地网相互间距在20m以上。
②所有伸出井口的钢管及钢轨均采用铸型尼龙材料进行两段相互间距为100mm的绝缘隔离，每段铸型尼龙材料长度为1m。对地绝缘电阻150MΩ左右。
③所有伸出井口的钢管、钢轨和电缆的铠装铅皮在入井处均接地，接地引入线均采用截面积为50mm2的橡套电缆，引出井口的接地体相互间距在20m以上，接地电阻不得大于2Ω。通讯线路在入井口装设一组熔断器和避雷装置，其接地电阻不得大于1Ω。
(14)矿灯的管理和使用要遵守下列规定
①矿井完好的矿灯总数，至少应比经常用灯的人数多10%。
②矿灯集中统一管理。每盏矿灯必须编号，经常使用矿灯的人员必须专人专灯。
③矿灯应保持完好，出现电池漏液，亮度不够、电线破损、灯锁失效、灯头密封不严、灯头圈松动、玻璃破裂等情况时，严禁发放。发出的矿灯，最低应级连续正常使用11h。
④严禁使用矿灯人员拆开、敲打、撞击矿灯。人员出井后(地面使用矿灯人员，在下班后)，必须立即将矿灯交还灯房。
⑤在每次换班2h内，灯房人员必须把没有交灯人员的名单报告矿调度室。
⑥矿灯必须装有可靠的短路保护装置，并装有短路保护器。
(二)隔爆措施
在煤尘、瓦斯爆炸发生时，存在相互促进和相互作用的状况，其隔爆措施见煤尘防治措施部分。
四、防灭火安全技术措施
(一)内因火灾防治措施
1、选择合理的巷道布置与开采程序
(1)矿井斜井开拓，开拓巷道、准备巷道为岩石巷道，采用砌碹、锚网喷采面顺槽布置在煤层中，支护后的空隙和冒落处、采用不燃性材料充填密实，或用无腐蚀性、无毒性的材料进行处理。
(3)开采顺序：倾斜方向从上而下，同一水平先采上部煤层后采下部煤层。
2、选择合理的采煤方法
(1)采用俯伪斜分段密集采煤法，回采率高，巷道布置简单，便于加快回采进度，有较好的防火性。
(2)矿井采空区处理采用全部垮落法，一般来说易发生采空区的自燃，采空区采用流动气雾阻化剂技术防火。
(3)采面除留设走向护巷煤柱外，不留设其它煤柱。
(4)采面后方的下煤小眼及时封闭。
3、提高回采率，加快回采进度
4、加强采空区气体成分、温度和水流温度监测。
(二)外因火灾防治措施
1、井下电气设备的防火措施
(1)井下所有电气设备采用矿用隔爆型或本质安全型电气设备，并具有“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”。
(2)向井下供电的变压器严禁直接接地，严禁由中性点接地的变压器或发电机直接向井下供电。
(3)井下低压动力为660V，照明为127V。
(4)低压负荷开关选用KBZ-400型矿用隔爆真空馈电开关，以保证安全用电。
(5)KBZ系列开关具有漏电闭锁和选择性保护功能，能达到对0.69KV系统绝缘监测及选择性漏电保护。
(6)井下掘进工作面采用三专、两闭锁，局部通风机与掘进设备实现风、瓦斯电闭锁。
(7)所有防爆开关，均设有短路、过负荷、单相断线保护和漏电闭锁保护。
(8)井下所有电气设备的金属外壳都进行接地。
(9)由地面直接入井的轨道及露天架空引入(出)的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于2处的良好的集中接地;通信线路必须在入井处装设熔断器和防雷电装置。
2、其它火灾的防治措施
(1)井口房和通风机房附近20m内不得有烟火或用火炉取暖。
(2)编制防止防止烟火进、入矿井的安全措施，并严格执行。
(3)井下和井口房不得从事电焊、气焊和喷灯等焊接工作;井下(非煤层中)需要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，每次必须制定安全措施，严禁在煤层中进行电焊、气焊和喷灯焊接管工作。井下严禁吸烟;建立严格的下井搜身和人员清点制度，并作好记录，保证下井人员没有携带烟草和点火物品下井;严禁穿着化纤衣服下井。
(4)井下清洗风动工具，必须在专用硐室内进行，并必须用不燃性和无毒性洗涤剂，井下电缆、风筒等均选用不延燃、阻燃材料。
(5)井下不得存放汽油、煤油和变压器油，井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸等，必须存在盖严的铁桶内，由专人定期送地面处理。
(6)井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。
(7)矿井的灭火器材选择10L泡沫灭火器，CO2灭火器和8kg(50kg)干粉灭火器。所有工作人员都必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本工作区域内灭火器材的存放地点。
(8)矿灯房采用不燃性材料建筑;采用火炉取暖时，火炉间有单独的间隔和出口，通风要良好，严禁烟火;充电装置要有可靠的充电稳压装置。
(9)矿井井下的消防材料库设在+140m运输平巷。井上的消防材料库选择在+342m主斜井工业场地内，应有轨道直达井口。
消防材料库设置要求：库内储存的材料、工具应定期检查和更换，材料、工具不得挪作他用。灭火器应设置在明显和便于取用的地点，且不得影响安全疏散，灭火器设置应稳固，其铭牌必须朝外，手提式灭火器宜设置在挂钩、托架上或灭火器材箱内，其顶端离地面高度应小于1.5m，底部离地面高度不宜小于0.15m。
(10)加强消防洒水管网的维护，确保井下消防栓、三通阀的有效使用。对于不能直接扑灭的火灾，应迅速采取砌密闭墙，打钻灌注泥浆、均压法等联合灭火法，并执行火区管理措施。
五、防治粉尘措施
1、防尘措施
1)综合防尘措施
要将空气中的矿尘浓度降到安全标准以下，矿井必须采用综合防尘措施，并以风、水为主。包括通风防尘、湿式作业、密闭抽尘、净化风流和个体防护等措施。
根据产生粉尘的尘源地点建立完善的防尘酒水管路系统。
(1)通风防尘是稀释和排出工作地点悬浮粉尘，防止过量积累的有效措施，掘进中岩巷最低风束为0.15m/s以上的排尘风速，掘进中煤巷、半煤巷最低风速为0.25m/s以上的排尘风速，但不得超过4m/s，最优排尘风速为1.5～2m/s。经验算本矿工作面的风速符合排尘风速要求。
(2)湿式作业是矿井防尘的一项重要技术措施，采取湿式作业为主，并配合喷雾洒水，水炮泥等技术措施。
(3)在含尘量较高的风流所经过的巷道中，设置水幕净化风流。
(4)载煤设备应保持完好，防止漏煤。
(5)本矿各主采煤层顶板多为砂岩、粉砂岩或泥质粉砂岩，一般较为坚固，可采用煤层注水防尘措施。
2)个体防护措施
个体防护的防尘用具主要包括：防尘风罩、防尘帽、防尘呼吸器、防尘口罩等。本矿采用经济实用的防尘口罩作为个体防护措施，要求长时间在采、掘工作面等产尘量大的地方作业的工作人员必须佩带。
3)回采、掘进工作面除尘
(1)逐步推进炮采工作面应用湿式打眼，使用水炮泥。
(2)煤层采用湿式打眼，岩巷采用湿式凿岩，爆破采用水炮泥。
(3)爆破前、后冲洗煤壁，爆破时应喷雾洒水，攉煤时洒水。
(4)工作面装载、转载地点和运输巷矿车装载点应喷雾洒水。
(5)放顶时，加强通风，保证工作面风速在0.25m/s以上的排尘风速，但不得超过4m/s，最优排尘风速为1.5～2m/s。
(6)在含尘浓度较高的风流所通过的回风平巷和掘进巷道中，离工作面30m、60m设置水幕，净化风流。
(4)转载及运输防尘主要措施
①运输线路主要巷道均设置喷雾洒水。
②载煤设备应保持完好，防止矿车漏煤。
③定期对井下的采掘工作面进、回风巷等巷道进行清洗。
④煤从工作面刮板运输机转入运输平巷的矿车时，喷雾时洒水。
⑤在所有转载点设置喷雾洒水装置。
2、防爆措施
(1)矿井按计划对井下的煤尘容易积聚的巷道定期冲洗。冲洗的煤尘装运出矿井。
(2)冲洗巷道采用防尘供水管路留出的三通阀门接上胶管进行。
(3)严格执行规程和消除明火的规定、防止瓦斯积聚和燃烧爆炸、消除放炮时产生的火焰、消除电气及其他火源。
3、隔爆措施
(1)喷雾洒水。
(2)在+140m水平和+216m区段进风石门、回风石门设主要隔爆水棚。
(3)在1101回风顺槽、1101运输顺槽内设辅助隔爆水棚。
4、矿井地面生产系统防尘
安设了一趟水管至储煤场附近，对地面装卸点进行洒水防尘，同时可浇灌植物。
六、瓦斯监测
本矿建立了较为完善的瓦斯监控系统，值班人员要24小时值守监控主机，发现瓦斯超限报警应立即向矿调度值班人员汇报、并作好记录。
第四节 防治透水安全技术措施
一、采掘工程防治水措施
1、定期收集、调查和核对相邻煤矿和废弃的老窑情况，并在井上、下对照图上标出其出口位置、开采范围、开采年限、积水情况等。
2、针对主要含水层(段)建立地下水动态观测系统，进行地下水动态观测、水害预报，并制定相应的“探、防、堵、截、排”综合防治措施。
3、井巷在掘进过程中必须“先探后掘”，掌握前方水文情况，若发现有水患时，应及时采取措施，待确认安全后再向前掘进，并将出水点位置标于井上下对照图或采掘工程图上。井巷揭露的主要出水点或地段，必须进行水温、水量、水质等地下水动态和松散含水层涌水含砂量综合观测和分析，防止滞后突水。
4、采掘工作面或其他地点发现有挂红、挂汗，空气变冷;出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突出预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
5、井下排水设施保证完好，水仓、水沟及时进行清理。
6、每年雨季前对矿井防治水工作进行一次全面检查，成立防洪抢检队伍，并储备足够的防洪抢队物资。
二、防水安全煤岩柱留设
防水安全煤柱留设按设计规定要求留设，保证其宽度。
三、井下探放水
1、必须作好水害分析预报，坚持“有疑必探，先探后掘”的探放水原则。
接近积水地区掘进前或排放被淹井巷和积水前，必须编制探放水设计，并采取防止瓦斯和其他有害气体 危害等安全措施。
探水眼的布置和超前距离，应根据水头高低、煤(岩)层厚度和硬度以及安全措施等在探放水设计中具体规定。
2、采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线进行探水：
(1)接近水淹或可能积水的井巷、老空或相邻煤矿时;
(2)接近溶洞、含水层、导水断层、裂隙(带)、陷落柱时;
(3)打开隔离煤柱放水时;
(4)接近有水的采煤工作面时;
(5)接近未封闭又可能突水的钻孔时;
(6)煤层顶板有含水层和水体存在时;
(7)采、掘工程接近其它可能突水段时必须探放水;
经探水确认无突水危险后，方可前进。
3、探放水注意事项
(1)加强钻场附近的巷道支护，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。
(5)预计水压较大的地区，探水钻进之前，必须先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，方准继续钻进。特别危险的地区，应有躲避场所，并规定避灾路线。
(6)钻孔内水压过大时，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)壁突然鼓出的措施。
(7)钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不拔出钻杆，现场负责人员应立即向矿调度室报告，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地区的人员，然后采取措施，进行处理。
(8)探入老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。老空积水区高于探放水点位置时，只准用钻机探放水。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。钻孔接近老空，预计可能有瓦斯或其他有害气体涌出时，必须有瓦斯检查工或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其他有害气体浓度超过《规程》规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撒出人员，并报告矿调度室，及时处理。
(9)钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量;放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化;必须及时处理，并立即报告矿调度室。
(10)排除下山的积水以及恢复被淹井巷前，必须有矿山救护队员参加。
四、地表防治水措施
1、必须及时查清矿区及其附近地面水流系统的洪水、渗漏情况，疏水能力和有关防水工程情况，掌握当地历年降水量和最高洪水位资料，建立疏水、防水、排水系统。
2、井口附近或塌陷区内外的地表水体可能溃入井下，必须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，如有被水封住的有害气体突然涌出的可能，必须制定安全措施。
3、工业场地排水沟在每年雨季前集中清理，暴雨后及时清理及修复。采取措施：容易积水的地点应修筑沟渠，排泄积水，对较低洼地点、塌陷区及地面裂隙应及时进行充填压实;排到地面的矿井水，必须妥善处理，避免再渗入井下;每次降大暴雨时和降雨后，必须派专人检查矿区及其附近地面有无裂缝、老窑陷落及岩溶塌陷等现象，发现漏水情况，必须及时处理。
4、为了防止雨水渗入到井下，在矿区内采取填坑、补凹、整平地表、修筑排洪沟等措施。另外为防止山洪爆发及地表水至冲垮地面建筑物，应及时清理河床。
5、严禁将矸石、炉灰、垃圾等杂物堆放在山洪、河流可能冲刷的地段。
第五节 其他安全措施
一、机电管理的安全技术措施
(一)防止电火花的措施
1、井下电气设备严禁失爆，电气设备入井前严格检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能，检查合格并签发合格证后才可入井。
2、井下电缆必须是经检验合格并取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆，电缆的安设合格，并防止有硬件物品碰穿，以及注意因电缆的受潮、老化等。
消灭“鸡爪子”、“羊尾巴”、“明接头”，电缆要悬挂整齐。井下防爆电气设备要及时检查维修，保持完好。严禁使用明刀闸开关。普通型携带式电气测量仪表，只准在瓦斯浓度1%以下的地点使用。
3、井下严禁带电检修和带电搬迁电气设备。检修或搬迁电气设备(包括电缆和电线)前，必须切断电源，并用防爆验电笔检验，无电后，检查瓦斯，巷道风流中瓦斯浓度在1%以下时，方可开始工作。所有开关把手在切断电源都应闭锁，并挂上“有人工作，不准送电”牌子，只有执行此项工作的人员，才有权摘牌和送电。
4、建立矿灯管理制度，每盏矿灯都应编号，经常使用矿灯的人员必须专人专灯。矿灯必须保持完好，如由于漏液、亮度不够、电缆损坏、灯锁不良灯头圈松动、密封不严、玻璃破裂等情况的矿灯严禁发出。严禁用灯人员敲打、撞击和自行拆卸矿灯。
5、井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电，且用防爆型的照明信号设备。
6、井下电话选用本质安全型电话，并使用矿用电话电缆。
7、严禁井下配电变压器中性点直接接地，严禁由地面中性点直接接地的变压器或发电机直接和井下供电，井下电气设备正常不带电的金属外壳都应可靠接地。
8、本矿掘进工作面的局部通风机实行“三专两闭锁”。三专：是指井下局部通风机的供电采用专用变压器、专用线路和专用开关。两闭锁：风电闭锁、瓦斯电闭锁。当局部通风机停转或者瓦斯超限时，能立即自动切断局部通风机供风巷道中的一切电源。
(二)防止井下电气着火的措施
1、井下馈电线上应装设短路、过负荷和漏电保护装置，以防止井下电气着火事故的发生。
2、电气设备着火时，应首先切断其电源;在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。
3、使用矿用防爆特殊型蓄电池电机车，电机车的电气设备，必须在车库内打开检修，井下蓄电池充电室内必须采用矿用防爆型电气设备。
4、变电所和供电线路设置可靠的避雷装置，为防止地面雷电波及井下引起瓦斯、煤尘以及火灾。必须做到：
(1)由地面直接入井的轨道、管路，必须在井口处将金属体进行不少于两处的良好的集中接地。
(2)通信线路必须在入井处装设熔断器和避雷装置。
(3)每年雨季前必须对避雷装置进行检查试验
5、正确选用电缆
(1)井下电缆按安全载流量选择，并经电压损失和短路保护校验。采用矿用移动橡套软电缆。
(2)井下各配电站配电的低压电缆均采用矿用橡套铜芯电缆。
6、所有电气设备，均设有短路、过负荷、单相断线保护和漏电闭锁保护，井下所有电气设备的金属外壳都进行接地。
7、井下监测分站、地面矿灯房及井下配电点等电气设备集中处，采用不燃性材料支护或修建，并配备灭火器材。
8、井下所有电气设备按高瓦斯矿井要求配备，采用防爆型和本质安全型电气设备。
(三)防止触电事故的措施
1、一切容易碰到的裸露的电气设备及其带动的机器外露的转动和传动部分都必须加装护罩或遮栏，防止碰触发生危险。
2、凡不用或暂时停用的电气设备必须切断电源，并把送电开关打上闭锁或加锁。
3、井下交流36v以上的电气设备，都必须设接地保护装置，并构成接地网;127v煤电钻和信号应设有检漏、短路、过负荷、远距离启动和停止煤电钻的综合保护装置。380v以上的电气网络中，必须有过电流和漏电保护。煤电钻综合保护装置在每班使用前必须进行一次跳闸试验，低压检漏装置每天进行1次跳闸试验。发现检漏装置有故障或网路绝缘降低。应立即停电处理。检漏装置应灵敏可靠，严禁甩掉不用。接地网上任一保护接地点测得的接地电阻值不应超过2Ω。每一移动式和手持式电气设备同接地网之间的保护接地用的电缆芯线的电阻值都不得超过1Ω。
4、必须配备经培训考试合格的防爆设备检查员，并建立严格的防爆设备入井制度。防爆性能受到破坏的电气设备，应立即处理或更换，不得继续使用。
二、防治放炮事故的安全技术措施
(一)爆破前的防治措施
1、按适用条件使用质量合格的炸药、雷管。在有瓦斯、煤尘爆炸危险的工作面，严禁使用非煤矿许用炸药和非煤矿许用电雷管。
2、加强对爆破器材的管理。严禁穿化纤衣服人员接触爆破材料。井下人力运送爆破材料时，电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。爆破材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。爆破材料应直接送到工作地点，严禁中途逗留。
3、对爆破地点进行认真检查。有下列情况之一不准装药放炮：空顶距过大或支架有损坏;爆破地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到1%;爆破地点附近20m以内，矿车、未 清除的煤、在或其他物体堵塞巷道1/3以上;煤眼内发现异状、温度骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况;采掘工作面风量不足。
4、在有煤尘爆炸危险的地点进行爆破时，20m内应进行洒水降尘。
5、加固爆破点附近支架，机器、工具和电缆必须加以保护或移出工作面。
(二)爆破过程中的防治措施
1、爆破时，严格执行“一炮三检”制和“三人连锁”放炮制。
2、加强警戒。警戒人员责任心要强，警戒时，不准兼做其他工作，不准睡觉、打闹、脱岗。警戒人员必须在有掩护的、在警戒距离之外的地点警戒，严禁其他人员进入爆破地点。
3、按规定装药、联线。装药时，先清除炮眼内的煤岩粉，将药卷轻轻推入，不得冲撞，煤眼内的各药卷必须彼此密接。电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体接触。炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。
4、爆破工不得随意将把手或钥匙转交他人，不到爆破时，不得将把手或钥匙插入放炮器或电力放炮接线盒。
5、爆破时，爆破工必须发出警号，至少再等5s才可起爆。
(三)爆破后的防治措施
1、加强通风。及时吹散炮烟，人员必须待烟散尽后，才能进入工作面，避免炮烟熏人。
2、认真检查。爆破工、瓦检工、班(组)长必须巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。
3、正确处理拒爆、残爆。出现拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘上摘下，扭结成短路，使用瞬发电雷管时至少5min，使用延期电雷管时到少等15min，才能沿线路检查。由于连线不良造成的拒爆，可重新线起爆;非连线不良引起的拒爆、残爆，处理时可距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼、重新装药起爆、重新装药起爆;严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。严禁用打眼方法往外掏药;严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。处理拒爆、残爆应在当班处理完毕。
(四)特殊爆破事故的防治措施
1、巷道贯通时爆破事故的防治
(1)巷道贯通前，要检查和排放贯通地点的瓦斯。当工作面和贯通地点的瓦斯浓度超过1%时，禁止贯通爆破。
(2)独头掘进贯通放炮时，距贯通地点20m，必须在穿透位置时外两侧设好警戒，禁止在警戒区内作业或逗留，透位不清，禁止爆破。
(3)两头对掘贯通放炮时，当距20m时，必须停止一头作业，仍然保持通风，由一头贯通，并派专人负责警戒。
(4)巷道贯通前，要加固支架，以防崩倒棚子和崩坏棚腿，造成倒棚冒顶;
(5)超过贯通距离而不通时，要立即停止爆破，查明原因，重新采取贯通措施。
2、穿透“老空”时爆破事故防治
(1)打眼时，如发现炮眼内出水、温度骤低、有大量瓦期涌出、煤岩松散等情况，要停止爆破，查明原因。
(2)距穿透“老空”15m前，先探明“老空”来源，以及“老空”中的水、火、瓦斯等情况，如有水、火、瓦斯，必须采取防水措施、瓦斯排放措施和火区封闭措施，否则禁止爆破。
距穿透“老空”15m前，由测量工在“老空”内标明穿透位置，以便在检查时按穿透位置的实际情况，采取下没措施，避免在放炮时误穿火区、水区。
穿透“老空”时，要把人员撤到安全地点，并在安全地点实施爆破。爆破后，只有查明“老空”情况，确认无危险后，才能恢复工作。
3、接近积水区时爆破事故防治
(1)根据实际情况，编制切实可行的探放水设计和安全措施，否则禁止爆破;
(2)发现有透水预兆，要立即停止爆破，及时汇报，查明原因，情况危急时，人员立即撤离;
(3)打眼时发现炮眼渗水，不要拨出钎杆;
4、处理溜煤眼堵塞时爆破事故防治
(1)必须采用取得煤矿矿用产品安全标志的用于溜煤(矸)眼的煤矿许用刚性被筒炸药或不低于该安全等级的煤矿许可爆药;
(2)每次爆破只准使有1个煤矿许用电雷管，最大装药量不得超过450g;
(3)爆破前必须检查溜煤(矸)眼内堵塞部位的上部和下部空间的瓦斯;
(4)爆破前必须洒水;
(5)在有威胁安全的地点必须撤人、停电;
三、提升、运输管理安全技术措施
(一)提升事故的防治措施
1、在井口落平点后2m处安设1组处于常闭状态的阻车器。
2、在落平点以下2m和20m处设1组(2个)能连锁的挡车栏，一个开启时，另一个必须关闭。
3、在井筒内安设全程跑车防护装置。
4、在各水平甩车道落平点后2m的石门内安设一道挡车栏。
5、提升或下放矿车时，车场内摘挂钩人员和信号工在车场右帮处的躲硐内操作。在下放矿车经过落平点挡车栏前或提升矿车经过落平点处的挡车栏后，均必须使挡车栏处于关闭状态。
6、井筒内有人时，不准行车;行车时，井筒内不得有人。严格执行“行人不行车、行车不行人”的规定。
7、信号规定：一停、二上、三下，有人在井筒内行走时信号为一长六短，事故信号为乱铃。信号工、绞车司机必须熟练掌握提升信号，发信号必须严肃认真，确保信号准确，严防发生误操作。
8、每班入井前对井筒内的轨道进行一次全面检查，当发现轨距、轨枕间距、轨道接头高差及平面错位不符合规定，道钉松动、脱落时，应立即进行处理，确保轨道质量，防止发生矿车跳道事故。
9、绞车司机必须经过专门培训，考试合格后持证上岗。每天绞车开动前，应对钢丝绳、控制和保护装置进行检查，并经过空车试运行，确保无误后，方可开始提升运输。
10、绞车司机上班前应按《操作规程》的规定，对绞车钢丝绳、绞车制动装置、深度指示器等进行全面检查，确保可靠。
11、井口摘挂钩工在开始挂钩下放矿车前，必须对大钩、钩环绳卡、阻车器、挡车栏、信号线、按钮、电铃及信号灯等进行认真检查，若发现问题应立即处理，处理好后才能开始工作。
12、采用1.6m主提升绞车进行提升时，一次挂车数量不得超过6个。
13、提升矿车时，在下方挂好车并经检查无误，上、下互相取得联系后，下方信号工再按规定发出开车信号。下放空车和材料时，在上方挂好车并经检查无误后，由上方信号工按规定的信号发出开车信号。
14、绞车开动后，打开阻车器，搬开挡车器，使矿车下放，信号工立于井口轨道一侧观望和静听，若发现跳道事故应立即打停铃，并组织人员处理。当上提或下放矿车接近挡车栏时，应及时打开挡车栏，在矿车经过挡车栏后应及时关闭。
15、下放矿车时，待矿车下放到中部车场内并停稳后，下方信号工方能打停铃。
16、工作中不能麻痹大意，每次挂车时，都要认真检查大钩、插销、矿车(有掉轮危险和碰头不完好的矿车不得使用)及矿车的钩环、插销是否联好插牢，确认无误后，才能发信号开车，严防跑车事故的发生。
17、发生事故时应立即发出事故信号，并通知有关人员进行处理，处理好后，再继续工作。
(二)平巷运输事故防治措施
1、井下使用的运输设备必须是由正规厂家生产，符合煤矿使用标准的防爆合格产品。
2、轨道铺设必须符合以下规定：扣件必须齐全、牢固并与轨型相符，轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm，直线段2条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计加高后与内轨顶面的高低偏差，都不得大于5mm;直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差为+5mm，下偏差为-2 mm;在曲线段内设置轨距拉杆;轨枕的规格及数量要符合标准要求，间距偏差不得超过50mm，道碴的粒度及铺设厚度要符合标准要求，轨枕下应捣实，对道床要经常清理，无杂物、无浮煤、无积水;同一线路使用同一型号钢轨。
3、道岔应满足设计要求，道岔的钢轨型号不得低于线路的钢轨型号。
4、防止运输巷道内瓦斯积聚：加强运输巷道内局部冒高点的处理和巷道支护，矿车的停放、材料的堆放等不应影响巷道的通风，防止瓦斯积聚。
5、运输巷道内必须设计人行道，其宽度符合设计规定，并在适应位置设置躲避硐，以保证行人安全。
6、严禁使用矿车、材料车和平板车运送人员。
7、巷道内行走人员时，必须随时注意是否有车辆通过，在需要横跨轨道时一定要看清没有来车确保安全的情况下快速通过。
8、巷道中行人，必须走人行道。
9、人力推车时必须遵守下列规定
(1)1次只准推1辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5‰时，不得小于10m;坡度大于5‰时，不得小于30m。
(2)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以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。
(3)严禁放飞车。
(4)坡度大于7‰时，严禁人力推车。
10、机车事故防治措施
(1)本矿选用矿用防爆特殊型蓄电池电机车。
(2)井下矿用防爆型蓄电池电机车出现故障时，必须在地面进行检修。
(3)采用机车运输时，应遵守下列规定
①列车或单独机车都必须有照明，后有红灯。
②正常运输时，机车必须在列车前端。
③同一区段轨道上，不得行驶非机动车辆。如果需要行驶时，必须经井下运输调度站同意。
④列车通过的风门，必须设有当列车通过时能够发出在风门两侧都能接收到声光信号的装置。
⑤巷道内 应装设路标和警标。机车行近巷道口、硐室口、弯道、道岔、坡度较大或噪声大等地段，以及前面有车辆或视线有障碍时，都必须减低速度，并发出警号。
⑥必须有用矿灯发送紧急停车信号的规定。非危险情况，任何人不得使用紧急停车信号。
⑦2机车或2列车在同一轨道同一方向行驶时，必须保持不少于100m的距离。
⑧列车的制动距离每年到少测定1次。运送物料时不得超过40m。运送人员时不得超过20m。
⑨在弯道或司机视线受阻的区域段，应设置列车占线闭塞信号;在运输大巷，应设置信号集中闭塞系统。
第七章 附件
(一)采掘工程平面图(1：2000)
(二)井上对照图(1：2000)
(三)通风系统及避灾路线图
(四)监控设备布置图
(五)监测监控系统图
(六)地面、井下供电系统图
(七)排水系统图
(八)运输系统图
(九)压风系统图
(十)防尘及消防供水系统图
(十一)通讯系统图
