煤矿安全生产可行性研究报告.doc

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1、目 录第一章 企业安全生产现状1第一节 企业基本情况1第二节 技术改造主要内容及依据3第二章 矿井开发现状4第三章 煤矿地质7第一节 地 层7第二节 构 造7第三节 煤层、煤质7第四节 开采技术条件8第四章 矿井主要安全隐患及改造方案10第一节 主要安全隐患10第二节 技术改造方案11第五章 安全技改项目投资估算及资金筹措13第一节 安全技改项目及投资估算13第二节 资金来源14第三节 项目实施计划及预期效果14第六章 实施安全技术改造的主要措施15第一节 组织措施15第二节 技术措施15第三节 主要灾害预防及措施161第一章 企业安全生产现状第一节 企业基本情况一、地理位置及交通1、地理位置

2、XX煤矿位于XX县城北东5方向，直线距离约22.6km，行政区划属XX县淮头乡花秋村。资源区划属兴隆矿区井田西部。其坐标为：X3129027.00，Y35428072.00，Z655.0。2、交通情况矿区北边有4.75km简易公路通往滩头乡，与XX-四川公路干线相接，经此公路到内昆线滩头站公路里程约8km；煤矿至水富县公路里程约76km，至四川宜宾市公路里程约108km，至昆明市公路里程约440km，交通较为方便（详见矿区交通位置图图1-1）。二、企业性质及隶属1、企业性质：私营企业。2、隶属关系：无。三、自然地理矿区地处XX县东北部，地形受控于金沙江支流筠连河水系及基器产状，发育暂时性水流及

3、崩塌剥塌蚀坡，地貌为单面山结构，以北东南西向主冲沟及北西向次级冲沟组合为特征，属于高山中等切割地段。地势北东低，南西高。最高海拔1435m，最低海拔1030 m，相对高差235 m。矿区气候温和，属中亚势带湿润气候，年平均气温17.8。年降雨量1226.6mm。68月为雨季，9月至次年5月为旱季，年平均无霜日328天，年平均日照965.7小时，较同纬度地区偏少。矿区周围农作物以玉米、水稻及干薯为主。 XX煤矿交通位置图 图1-1第二节 技术改造主要内容及依据一、技术改造的主要内容1、改造原因随着开采深度的增加和生产能力的提高，瓦斯涌出量逐渐增大，矿井风量已不能满足生产的需要，造成矿井通风能力严

4、重不足。因此，必须进行通风系统改造，增加风量。2、主要改造内容（1）、改变风井井口位置，新进、回风巷总长约1000m，采用砌碹、拱支护。（2）、更换风机：选用FBCI-9.0/22型轴流式风机两台，一台工作，一台备用，代替原11kw小型风机，增加通风能力，提高抗灾能力，改善生产环境。（3）、新购通风设施。3、改造目的通过矿井通风系统及通风设施等的改造，达到推进安全科技进步，改善安全生产条件，消除重大安全隐患，建设本质安全型煤矿，构建煤矿安全生产长效机制，规范煤矿安全隐患治理措施；提高企业经济效益和社会效益的目的。二、技术改造依据1、煤矿安全规程； 2、煤炭工业小型矿井设计规范；3、云南省人民政

5、府办公厅文件（云政办发2007153号）云南省人民政府办公厅关于印发云南省煤矿安全隐患治理配套资金管理办法的通知；4、云南省财政厅、云南省工业和信息化委员会云财企201035号文，关于做好2010年煤矿安全隐患治理配套资金申报工作的通知；5、云南省XX县XX煤矿生产技术及地质资料。第二章 矿井开发现状一、矿井建设情况该矿于1994年建矿，1996年正式投产，但生产规模较小。矿井东西平均长约2.01km，南北平均宽约0.52km，矿区面积1.0476km2，许可开采标高1000200m，许可开采C3、C5煤层，核定生产能力50kt/a。二、井田位置及境界2009年5月由云南省国土资源厅颁发了采矿

6、许可证。证号5300000830134，划定矿区范围由16个拐点圈定，开采深度为+1000200m，井田面积1.0476km2（见表2-1）。拐点坐标纵坐标：X横坐标：Y拐点坐标纵坐标：X横坐标：Y矿1313082335429675矿9312888235427445矿2313048835429446矿10312859035427057矿3313048635428999矿11312855335426683矿4313014235428666矿12312893035426386矿5312959335427697矿13312927935427242矿6312930035427894矿143129535

7、35427152矿7312906135428212矿15313023535428573矿8312873935427544矿16313111235429303XX县XX煤矿矿区范围坐标表 表2-1主 井：X3129027.00，Y35428072.00，Z655.0 三、矿井生产状况矿井采用斜井开拓，分列式通风方式，机械抽出式通风方法。矿区范围内现共有3个井筒，即主、副斜井和回风斜井，均位于矿井中部。矿井可采煤层C3、C5两层，呈东西走向，走向长约为1.2km，倾向北西，倾角2325，平均24。煤层厚度：C3 11.2m，平均1.0m；C5 0.762.26m，平均1.1m。两煤层一般为单一结构

8、。 矿井目前开采井田西翼沿走向布置壁式工作面1个，布置了两个掘进头。回采工艺：煤电钻打眼，放炮落煤，工作面自溜运输，坑木支护，缓慢下沉法管理顶板。矿井通风方式：分列式，主井进风，风井回风。运输方式：平巷矿车运输，斜井绞车提升。矿井水集中到井底水仓由水泵排出地面。四、近年生产完成情况矿井设计生产能力6万吨/年，采矿许可证生产规模6万吨/年，2008年核定生产能力5万吨/年。近几年实际完成情况：2005年2.1万吨，2006年3.2万吨，2007年3.5万吨，2008年3.6万吨，2009年4.2万吨。五、矿井整合情况该矿属私营独资企业，持有采矿许可证证号5300000830134，有效期自200

9、8年5月到2014年5月；煤炭生产许可证（编号：205306234019），有效期2007年7月2018年7月；安全生产许可证（编号：（滇）MK安许证字20050958号，有效期自2008年11月2011年11月。矿区面积约为1.0476km2，开采深度为+1000+200m（见表2-1）。资源区划属兴隆矿区，位于兴隆向斜南翼部位，总体为一单斜倾构造，倾向320340，煤层倾角2628，煤层平均倾角27。矿井位于普查区内，1985年由云南省地质局第一地质大队十三分队编制了云南省XX县兴隆场煤矿区、井田普查报告。含煤层为二叠系上统宣威组，含煤14层，其中可采煤层为C5、C3煤层，C3煤层厚1.0

10、1.20m，平均1.0m，C5煤层厚0.91.26m，平均1.1m。低瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险性，无煤层自燃， 生产规模6万吨年，核定生产能力5万吨/年。矿井为斜井开拓，主井口标高为+655m，风井标高为+655m。主井担负矿井的进风、煤矸运输、排水和材料运输任务；风井担负矿井的回风任务。（二）整合技改方案1、资源储量矿井保有资源量为194万吨。2、扩建规模及服务年限按照矿井境界及保有储量，煤层赋存、开采技术条件和外部因素确定为6万吨年，矿井服务年限32年。第三章 煤矿地质第一节 地 层矿区内出露的地层有上二叠统峨眉山玄武岩组(P2)、宣威组(P2x)；下三叠统卡以头组(T1k)、飞仙关组(T

11、1f)等地层。其中含煤岩系为上二叠统宣威组。现仅将煤系地层特征综述如下：上二叠统宣威组(P2x)：根据岩性及含煤特征，可划分为三个含煤段：下段：为一套绿灰、灰一深灰色薄一中厚层状泥岩、粉砂质泥岩夹粉砂岩、细砂岩及薄煤4层。宣威组下部含菱铁矿结核，底部见厚27m的灰白色铝土质泥岩，与下伏峨眉山玄武岩呈平行不整合接触，与上覆卡以头组呈整合接触。厚30100m。中段：为深灰色粉砂岩、泥质粉砂岩、细砂岩，夹薄煤4层。厚3050m。上段：属陆相含煤沉积，岩性为灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩，夹薄煤6层。主要可采煤层为C5煤层。厚3042.5米，厚度稳定。第二节 构 造矿区地处柏树向斜南东翼。该向斜由南西艾田向

12、北东四川高县倾伏，轴线8060，与北东侧的新田背斜雁行排列，构成隔档式褶皱组合。褶皱核部和翼部由中侏罗统沙溪庙组(J2s)下二叠统(P1)地层组成，省内延长达34Km，构造稳定。第三节 煤层、煤质一、煤层矿区上二叠统宣威组共含14层薄煤层及煤线，自上而下依次编号C1、C2、C3.C14。其中主要可采煤层是C5。1、可采煤层C3煤层厚1.0m2.2m，平均1.0m。C5煤层厚0.762.2m，平均厚1.1m，属薄煤层，结构简单，一般无夹矸。顶板岩性为灰色中厚层状细粉砂岩；底板为灰色泥岩。二、煤质C5煤层：底部为亮暗煤。下部为亮煤、暗亮煤及丝质暗亮煤，上部为暗亮煤、亮暗煤。成分以凝胶化程度较高、分

13、解强烈、无植物细胞结构的基质镜质体为主，次为丝质体碎片、不规则状微晶自生石英、黄铁矿。煤的化学性质及工艺性能如下：水份(Mad)0.73，灰份(Ad)37.37，挥发份(Vdaf)10.33，固定炭(Fd)55.75，发热量(Qb，ad)21.16Mkg，全硫(st，d)0.19，磷(Pd)0.008，AS2O38。煤矿石结构以似无法一结构、线理状结构为主，次为透镜状结构、碎片状结构、细条带状结构及及稀疏条带状结构。矿石构造以块状构造为主，次为层状构造。颜色灰黑铅灰色，性脆，部分具强光泽。综上所述，矿区内煤层属富灰、低硫、低磷煤。工业牌号为无烟煤三号(WY3O3)。适合作工业和民用燃料。第四节

14、 开采技术条件一、水文地质煤矿位于最低侵蚀基准面以上，有地表水体和长流水系通过矿区。地表水体对煤矿充水无影响，煤矿充水因素为大气降水，通过地表裂隙渗入井下，在局部范围内老窑积水是矿井充水的主要因素。煤层底板为隔水性较好的泥岩，加上煤层位于最低侵蚀基准面之上，对矿坑充水影响不大。煤层顶板为粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩，地层富水性弱，据井下调查，目前矿井每昼夜的涌水量为198m3/d左右，雨季涌水量稍大一点，故煤矿水文地质条件属简单的裂隙充水矿床。目前煤矿巷道掘进已有一定规模，矿井排水量基本能代表煤矿的涌水量，但随着巷道掘进面积、采空区面积逐渐增大，涌水量亦会增加。另外，老窑采空区有一定范围，在采煤时

15、应防止老窑积水突入矿井。总之，在开采过程中，要加强排水工作，建立矿井排水台帐，摸清矿井涌水的规律，指导安全生产。二、工程地质情况该矿开采煤层赋存于上二叠统宣威组上部，C5煤层底板为泥岩，遇水易软化膨胀而造成坑道部突起，缩小坑道断面；顶板岩性主要为细粉砂岩，顶板比较稳固，少数地方具有0.030.10m的泥岩伪顶，不稳固，矿区一带地质构造简单，山体稳固无滑坡和泥石流等地质灾害发生。在开采过程中要随时加强矿坑水的抽排管理，加强采煤工作面的支护及巷道维护工作。煤矿工程地质条件属中等类型。三、矿井瓦斯等级和煤尘爆炸性、煤自燃倾向性（1）2008年通过瓦斯等级鉴定实际计算得到的最大相对斯涌出量为3.81m

16、3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.19 m3 /min；最大相对二氧化碳涌出量为4.19 m3/t，最大绝对二氧化碳涌出量为0.38 m3 /min。根据煤矿安全规程第133条，该矿井为低瓦斯矿井。（2）2005年经江西煤矿矿用安全产品检验中心鉴定该煤矿C5煤层无煤尘爆炸性危险，C3煤层无自燃发火倾向。四、环境地质据本次调查，煤矿区位于山区，附近无工厂，仅有少数村庄民居。地表植被覆盖较好。本区地温正常。污染源主要是煤矿生产过程中排放的污水。本矿开采历史较短，开采深度不大，目前还没有造成地表塌陷、井泉干枯、植被破坏、水土流失等灾害现象。建议加强资源管理，杜绝私挖乱采。按设计进行规范开采，对排放的污

17、水进行综合治理。第四章 矿井主要安全隐患及改造方案第一节 主要安全隐患一、近几年安全生产投入及事故情况1、安全生产投入情况该矿自1994年建矿，当时条件差、起点低、装备落后、生产能力小，近几年来根据国家法律、法规、政策、条件上及有关规程规范，进行了多项技术改造，如增加备用电源，增设备用风机、安装安全监控系统，装设防尘洒水系统等，共投入资金约670万元。2、事故情况该矿未发生过伤亡事故。二、安全生产存在的主要问题随着开采深度的增加和生产能力的提高，瓦斯涌出量逐渐增大，矿井风量已不能满足生产的需要，造成矿井通风能力严重不足。因此，必须进行通风系统改造，增加风量。第二节 技术改造方案一、主要改造内容

18、1、改变风井井口位置，新进、回风巷总长约1000m，采用砌碹、拱支护。2、更换风机：选用FBCI-9.0/22型轴流式风机两台，一台工作，一台备用，代替原11kw小型风机，增加通风能力，提高抗灾能力，改善生产环境。3、新购通风设施。二、安全技术改造的必要性和可行性1、安全技术改造的必要性为保障煤矿安全生产和职工人身安全，防止煤矿事故。做好煤矿安全隐患治理是十分重要的。煤矿在扩大生产能力的同时，要把改善生产条件，消除重大隐患，建设本质安全型矿井，构建煤矿安全生产长效机制摆在矿井生产的首位。本矿井生产能力5万吨/年，各生产系统必然暴露出很多不适应，不安全的问题，这必将影响矿井的发展，只有通过技术改

19、造，将不安全隐患加以治理，才能保障矿井安全生产和职工的人身安全，达到扩大生产，增加效益的目的。2、安全技术改造的可行性本矿井安全方面存在的主要问题是通风系统的改造，提升运输、防尘、压风及供电都不同程度制约安全生产的发展，矿井应根据资金情况，按轻重缓急安排实施。这些项目的实施其技术要求、施工难度都是本矿可以解决的，因此安全技术改造是可行的。第五章 安全技改项目投资估算及资金筹措第一节 安全技改项目及投资估算安全技改项目投资估算表 表5-1序号项目名称规格及特征单位数量单价总价（万元）备注1新掘进、回风巷5m2砌碹、翻拱m10002000m2002主扇FBCI-9.0/11台25元/台103通风设

20、施风门、密闭等项54000元/项2合 计212安全技改项目总投资212元。第二节 资金来源项目总投资：212。一、自筹160，占总投资79.2二、申请补助44元，占总投资20.8第三节 项目实施计划及预期效果一、安全技术改造项目计划安全技术改造项目计划两年内完成，2010成投资100元占总投资47%；2011完成投资112占总投资53%。二、预期效果1、消除隐患提高了矿井抗灾能力，保证安全生产，扩大了矿井生产能力。2、改善了劳动条件和环境条件。3、增大了职工的安全感和积极性。4、提高了矿井科学管理水平和职工的知识水平。5、提高企业的经济效益和社会效益。第六章 实施安全技术改造的主要措施 第一节

21、 组织措施一、建立安全技术改造领导小组企业法人任组长，矿长、技术负责（安全副矿长）任副组长；采掘、通风、机运、计划、劳资、财务、供应部门负责人为小组成员。二、分工负责、团结协作、统一指挥、目标明确。三、建立健全各种必要的管理制：如岗位责任制，工程质量检查验收制，安全责任制，工程管理协调制，领导干部值班制等。第二节 技术措施一、单项工程开工前，必须编制作业规程和安全技术措施，并组织每个工作人员学习。二、收集整理施工中的有关技术资料，并归档保存。三、施工中出现的新问题，应及时研究处理，因客观原因发生变化，应及时修改措施方案。四、重要单位工程应编制施工组织设计及专项措施。五、定期分析工程进度情况，研

22、究施工中出现的问题，提出完成任务的措施。第三节 主要灾害预防及措施为了确保安全生产，必须认真贯切“安全第一、预防为主、综合治理”的方针。严格执行矿山安全法、煤矿安全规程、煤矿安全监察条例以及有关政策、法令。安全技改工程完成后，要认真维护管理，充分发挥其效力，达到应有的效果。一、瓦斯事故的防治 本矿井为低瓦斯矿井，加强通风瓦斯管理，防止瓦斯事故的发生是本矿安全工作的重点，设计采取以下措施： 1、装备矿井安全监测设备 根据国家相关法律、法规、煤矿安全规程，矿井必须设置集中监测监控系统，设计采用KJl01型矿井瓦斯监测监控系统。矿井瓦斯电、风电闭锁装置的报警浓度、断电浓度、复电浓度的设置和断电范围必

23、须符合煤矿安全规程规定。本矿井已安装在用，应专人负责维护其正常运行。 2、从技术措施上，本矿井的井下采区巷道设计及通风设计使矿井风流能够做到有效、稳定连续，使各采掘工作面及其它用风地点保证有足够新鲜风流。 3、井下一切电气设备的选型均按照煤矿安全规程中关于瓦斯矿井电气设备选型的有关规定执行。生产中必须严格遵守煤矿安全规程的规定使用电气设备。严禁井口周围20m范围内或井下使用明火，并严格放炮制度，以防止瓦斯引燃、引爆，杜绝瓦斯燃烧或爆炸事故。 4、加强掘进工作面局部通风的管理 选择的局部通风机，必须能满足掘进工作面稀释和排除瓦斯的需要。 局部通风机必须由指定的专人负责管理，保证正常运转，严禁随意

24、停电、停风。因特殊情况停风，必须及时撤离人员、切断电源、进行处理，严禁无风作业。 压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，且距掘进巷道回风口不得小于l0m，全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，防止出现循环风。 风筒到掘进工作面的距离应在作业规程中规定，且严格执行。风筒吊挂平直，接头严密，拐弯处要圆弧过渡，以降低阻力、减少漏风，确保工作面足够的有效风量。 掘进工作面的局部通风机供电应，必须实行“三专两闭锁”，保证局部通风机可靠电源。 临时停工地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏、挂警示标志禁止人员进入，并及时报告矿井调度室。5、防止采煤工作面的瓦斯积聚 保证采煤工作面

25、有符合规定的风速、且稀释瓦斯应达到规定浓度内的风量。 以风定产、以瓦斯定产。当工作面生产时，供给的风量不能使瓦斯小于规定浓度时，在未采取其他有效措施前，禁止盲目生产。 采煤工作面采用“U”型通风，上隅角的瓦斯超限时，应采用“U”型、“Y”型通风、风障引流、密实工作面上隅角或减少流向采空区漏风等方法处理。6、其他地点瓦斯积聚的防治处理 顶板附近出现的瓦斯积聚，应采用加大风速或安设引风板等措施进行处理。 对顶板冒落空洞积聚瓦斯，应采用充填空洞法、风流吹散法或封闭法进行处理。 合理采掘部署及生产安排，避免施工造成的盲巷而导致瓦斯积聚。 对报废巷道及盲巷要及时按规定封闭，以防止人员误入遇积聚瓦斯导致窒

26、息事故。 严格瓦斯管理，严格瓦斯检查制度，每班检查瓦斯不少于两次；严格执行“一炮三检”制度；严禁空班漏检、假检。瓦期超限必须按煤矿安全规程规定及时采取措施进行处理，瓦斯超限严禁作业。二、防尘措施岩尘、煤尘是和造成工人患硅(煤)肺病的根源，也会污染、恶化工作环境，为消除以上所述危害，设计根据规范要求在矿井设计中采取综合防尘技术，该综合防尘技术主要采取了如下措施：1、通风除尘：为取得良好的防尘效果，在矿井的通风设计中首先做到：正确布置井下各巷道、合理配置风流、严格计算各通风点风速，掘进工作面安装KGC-II及JTC-III除尘器。2、湿式作业：完善防尘供水系统，增建200m3高位水池。设计为矿井在

27、扩建后的生产过程中采取湿式钻眼、洒水防尘、喷雾捕尘、装填水炮泥措施建立了完善的防尘供水及管路系统。3、净化风流：为进一步降低和控制粉尘，在矿井含尘浓度高的风流所通过的巷道中设计有风流净化水幕。4、个体防护：作为采用各种防尘措施的补充，为所有接触粉尘作业人员配备防尘口罩也是设计采取的防尘降尘的根本措施之一。5、自动喷雾降尘：为了节约用水。提高降尘效果，针对不同的使用环境，本矿的喷雾洒水、降尘装置一般采用手动和自动相结合的方式控制。在卸煤处采用DMH型自动喷雾降尘装置，该装置为成套设备，具有声、光、触多种控制方式，且作用时间可调。 6、加强粉尘的检测、监测：设计选用ACH-1型粉尘粒度浓度测定仪和

28、AQH-1型呼吸性粉尘采样器作为本矿粉尘的监测、取样设备。三、矿井防治水措施(1) 矿井上方存在较大范围的采空区，按煤矿安全规程规定留设各种防水煤柱。(2) 井下探放水原则 为确保井巷施工时的安全，应加强水文地质调查工作，查明可能积水的老窑采空区等地的积水范围及水量，采取安全可靠的措施进行探放水。 接近探水区域或情况不明的井巷时，根据积水区的位置、范围、水文地质条件以及采空区、巷道受矿山压力的破坏情况等因素，确定探放水位置。 当巷道接近含水层、构造带边界线不小于20m时，必须探放水。(3) 探放水设备选择设计选用TXU-75型探水钻，钻孔长度75m，并配TBW-50/1.5泥浆泵。(4) 探放

29、水措施 坚持“有疑必探、先探后掘”的原则。 探放老窑等地积水前，首先要分析查明其积水的空间位置、积水量和水压，若积水点高于探放水点位置时，只准用钻机探放水。 钻机钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止打钻，但不允许拔出钻杆。现场负责人员应立即向矿长报告，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。 巷道揭穿老窑后，若有水应放水，并加强通风、检查瓦斯，进行安全处理，确认无危险后才准人员进入。1、探放水时的注意事项：(1) 采掘工作面接近老窑、采空区、断层时，必须加强探放水工作。(2) 采掘工作面或其

30、它地点发现明显的涌水征兆或大量涌水时应立即停止工作，将人员按规定的避灾路线撤出。(3) 在设计、施工和生产过程中要按规定留好防水煤柱。(4) 清理排水沟，随时保持水流畅通。(5) 探水地点与其相邻地区的工作地点保持信号联系，安设专用电话，一旦出水要通知受水害威胁地区的工作人员撤离危险地点。(6) 打钻时，要注意观察钻孔情况，如发现岩壁松动或沿钻杆向外流水超过正常打钻供水量，以及涌出有害气体或易燃气体等现象，要立即停止钻进，不得移动或拔出钻杆，要立即切断电源，撤出人员，报告矿调度室。(7) 在水压大的地点探水时要设套管，通过套管打探水孔时，套管上应安设压力表和阀门。(8) 在放水前应规定人员撤退

31、路线，保证路线畅通，沿途应有良好照明。2、井下防治水安全设施矿井采用平硐开拓，上山开采，井下水经轨道上山自排至主石门水沟经集中运输大巷水沟出地面。石门水沟和集中大巷水沟断面按最大涌水量计算确定，为避免井下水对生产安全的影响应采取以下措施：(1) 定期清理各巷排水沟，保持流水畅通。(2) 注意探放可能存在的老窑水。(3) 加强水文地质调查工作，对各采掘作业场所及附近水文地质情况，收集资料，作出分析预测，制定相应的预防措施，防止突水事故发生。四、顶板灾害防治（一）影响矿山压力显现基本因素分析1、煤层顶底板岩性该矿可采煤层顶板岩石均为砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩，根据邻近矿井对此类岩石作物理力学性质分析

32、，煤层顶板稳定性差，易冒落，尤其是在断层附近，受其压力作用，岩石节理、裂隙比较发育，岩石破碎且不稳定。此外，煤层倾角2325，开采深度较深，采高1.01.5m，对矿山压力影响较大。2、矿区地质构造本区处于区域向斜北翼，岩层产状稳定，区内断层构造较简单，（二）顶板冒落灾害的防治措施顶板事故是矿井中最常见也是最容易发生的事故，以“零敲碎打”的方式发生，在各类事故中占的比例较大，因此，预防顶板事故的发生，是矿井安全工作的重要任务。顶板事故的预防，要做到：1、合理选用回采工作面支架类型，保证工作面上有足够的支撑力；巷道的支护方式、支架的规格要结合实际；严格执行作业规程规定，保证支架的架设质量。2、落煤

33、后，尽量不出现或少出现空顶现象，空顶距不能太大；采煤工作面上下出口、工作面上下顺槽要超前加强支护，以适应工作面围岩的移动变化规律。3、要加强矿山压力现场观测，使采取的顶板控制措施更有效、更具有针对性。4、正确、合理地决定巷道在空间上的位置。5、掘进工作面巷道支护，要根据围岩硬度、类别选型，本矿井掘进工作面选用金属支架，锚喷支护或木支架，井筒、井底车场、交岔点硐室及石门等采用料石砌碹支护。6、要经常清理巷道水沟，保证其通畅，避免巷道底板受水浸泡，造成巷道底鼓膨胀，增加巷道的变形破坏。（三）工作面顶板管理方式、支架及设备选型采用全部垮落法管理顶板，预测初次来压步距15m左右，初次放顶小于15m，随

34、后逐排放顶，采用木垛加强支护，密集支柱加强切顶。工作面设计选用DZ2030/100单体液压支柱和HDJA-1000型铰接顶梁配套支护顶板，采用“见四回一”控顶方式，柱距0.8m，排距1.0m，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，放顶步距1.0m。工作面进回风巷应有20m超前支护。工作面目前采用坑木支护，根据国家安监总局，国家煤监局200849号文要求，要在今年底以前取消坑木支护，改用单体液压支柱。放炮前必须检查支柱和顶板，在安全条件下，方可进行放炮；溜子停止运转时，不得放炮；放炮员必须在顶板完整、支护完好的地点放炮，放炮距离不得小于50m。各作业小组，在放完炮后，凡进入工作面的人员，必须先

35、进行“敲帮问顶”，清理伞檐，扶好加固崩倒的支架，及时挂好梁，挂梁要平直整齐，并根据情况打好临时支柱。支柱应保持直线，排距、柱距必须符合支架参数要求，因构造影响不能正规循环时需改变参数，必须经分管技术人员同意。支柱应支在顶梁的1/3处，并打成正悬臂，支柱必须保持23的迎山、迎塘角度，严禁退山。软底时必须穿鞋，不合格的支柱必须重打。严禁使用损坏的支柱。回柱时，必须在第三排支柱间打密柱和戗柱，每隔5m留一安全出口，出口宽度大于0.7m。分段回柱时，间距不小于15m，并设置好挡矸板。回柱时，必须有专人观察顶板，严禁在工作面支柱受载的情况下，强行硬回支柱。回出的支柱，必须进行检查，完好的应整齐放置好，损

36、坏的及时运出。工作面上、下出口应“四对八架”的方式进行加强支护。初次放顶、周期来压时，工作面每隔15m打一木垛。回柱时，第三排支柱间加密柱。工作面上、下出口前方巷道20m内进行超前支护，并保持巷道高度不得小于1.6m。加强工作面工程质量管理，严格按煤矿安全规程、作业规程、操作规程工作。初采时，工作面采用“六四”控顶，放顶后，采用“四三”控顶。当工作面走向控顶距达5m时，沿工作面倾向每隔15 m打一木垛，放顶后撤除。工作面设专人观察顶板，一旦发生异常情况，立即通知人员撤到安全地点，待顶板稳定后再工作。如果工作面空顶达15m以上时，顶板仍未垮落，必须另行制定强制放顶措施进行强制放顶。保证工作面上下

37、出口支护完好，使工作面上下出口畅通。加强初次放顶现场监督，确保初次放顶安全。掘进工作面的临时支护不得超过20m，掘进迎头使用前探梁支架。29煤矿企业基本情况表企业名称： XX县XX煤矿企业及矿井名称企业所有制类型矿井核定生产能力（万吨/年）能力核定机关及年度2007年原煤产量（万吨）2009年末保有储量矿井瓦斯涌出量矿井涌水量（m3/h）地质储量（万吨）可采储量（万吨）矿井瓦斯等级绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t）最大正常XX煤矿私营5.0云南省煤炭工业局2008年4218981122低0.193.81125煤矿企业安全投入情况表企业名称：XX县XX煤矿年度原煤产量（万吨）煤炭销

38、售收入（万元）利润总额（万元）期末资产总额（万元）期末净资产（万元）净资产收益率人均年收入（元）安全投入（万元）安全费用（万元）吨煤计提全年提取全年使用20052173528180001220063211204216000182007357505320000252008367806520000282009348301202500090煤矿安全隐患治理项目投资估算表企业名称：XX县XX煤矿项 目设备规格型号及工程特征描述单 位数 量单 价估算投资（万元）一、通风系统1、更换主扇FBCI-9.0/22风机及配套设备台25元/台102、通风设施风门、密闭、防爆门等项54000元/项23、新掘进、回风巷米10002000200二、提升系统三、排水系统四、回采面支护改革合 计212煤矿安全隐患治理项目投资汇总表企业名称：XX县XX煤矿项 目煤矿安全隐患治理项目工程内容总投资（万元）设备采购工程施工台（套）数费用（万元）工程量单位费用（万元）一、通风系统改造更换主扇、安装风门、砌筑密闭、新掘进风巷和回风巷2122101000米202合计21210202