金顺昌煤矿抽放系统试运行报告

金顺昌煤矿抽放系统试运行报告（共11篇）

篇1：金顺昌煤矿抽放系统试运行报告

磨心坡煤矿抽放系统改造方案

为保证矿井安全和做好节能减排工作，我矿准备将一井和磨心坡抽放泵站的一部分瓦斯用于发电，另一部分用于矿井周边区域厂。目前，磨心坡矿瓦斯抽采系统有两套，分别是一井和磨心坡本部抽采系统。磨心坡本部为采空区抽采，一井为预抽，两趟抽采系统月瓦斯抽放量为150万立方米。磨心坡抽采系统现仅能满足矿区民用，抽采瓦斯浓度常年保持在28~31%，如要增加瓦斯发电项目，瓦斯抽放量就会面临不足，不利于矿区稳定。一井抽放系统为预抽（常年浓度保持在36~40%），月瓦斯抽放量目前稳定在110立方米。根据矿井瓦斯抽采现状，现决定对矿井两套抽采系统进行改造，方案如下：

方案一：一井抽采系统对-220m中3石门以北区域进行抽放，磨心坡抽采系统抽放区域为+230m水平、+110m水平、-220m中3石门以南区域。

具体措施：

1.把磨心坡抽采泵房至-115m五号井的管道全部换成Ø200mm管道，再从五号井经过-115m中段至-115m中5石门安一趟Ø200mm（老系统为Ø200mm已锈蚀）的管道与-220m~-115m吊挂井抽放管道连接。

2.在-220m吊挂井处分南北（-220m中3石门至-220m北6石门为北，-220m中3石门至-220m南5石门为南）切断。一井抽采系统抽-220m北翼及-220m吊挂井以北。磨心坡本部抽采空区及吊挂井以南。

方案优缺点：

采用本方案后需增加6300m管道（Ø200mm），一旦形成系统后，一井负压可能在33Kpa左右，浓度在30-35%，流量为4万m3/天；磨心坡负压可能在30-32Kpa，浓度在30-34%，流量为2.4万m3/天。但是目前矿井-220m南采区面临收尾，收尾后-220m南采区瓦斯抽放浓度与抽放量均有较大程度的下降，不能保证其正常供应。

方案二：一井抽放系统抽采-220m五号井以北区域，磨心坡抽采系统同样对-220m中3石门以南区域、+230m水平、+110m水平区域进行抽放，在-220m中3石门至中五号井集中运输巷增设一趟瓦斯抽放管，针对两趟抽采瓦斯抽放量与浓度进行动态调节。

具体措施：

1.磨心坡抽放泵房至+230m三岔子的管道换成200mm的铁管（老系统为200mm的玻浆管），从三岔子分出一条200mm的管道经+230m~-10m吊挂井再延至-115m吊挂井处与原有的-220m~-115m吊挂井的瓦斯管道（Ø377mm）连接。

2.形成系统后，在五号井把管道分开，一井抽放泵站只抽-220m五号井以北区域。磨心坡抽采泵站抽采空区和-220m中3石门及南边区域，-220m中3石门至-220m五号井集中运输巷再铺设一条辅助管道（Ø150mm），分别与磨心坡和一井抽放系统连接，辅助管道在每个石门安一个控制阀门便于调节。辅助管道的作用为当一井或者磨心坡其中一套抽采系统的瓦斯抽放流量、浓度不足时可以经过井下测流人员调整，进行补充。

方案优缺点：此方案要更换2750m管道；需增加1300m（Ø200mm）和1460m（Ø150mm）的管道。形成系统后，一井负压可能在33-35Kpa，浓度在32-36%，流量在4万m3/天；磨心坡负压在30-32Kpa，浓度在30-34%，流量在2.8万m3/天。此方案投入小，而不会因为-220m南北开采受影响，中段辅助管道作为两套抽采系统瓦斯抽放量调节的动态支点，经过调整随时能保持动态平衡。矿井开采水平延伸到-330m后，-220m北采区也处于收尾阶段，一井抽采系统的流量和浓度也会受到相应影响，而此时可以调整抽-330m水平的预抽瓦斯，吊挂井同时也可以也可以铺设一趟瓦斯抽放管至-330m水平。

以上两种方案第一种方案材料费用多，服务年限不长，随着开采的进行磨心坡抽采系统浓度会慢慢衰减，两套系统都不能保证流量和浓度，且维护成本高，不利于调节。而第二种方案投入较少，使用年限长，能取到合理分配和互补作用。便于维护管理，流量和浓度基本能保证，还能减轻工人的劳动强度，利于矿区和谐发展为企业创收，从各方面综合考虑第二套方案更合理。

篇2：金顺昌煤矿抽放系统试运行报告

及安全监测监控系统联网进度的通知

各州（市）煤炭行业主管部门、省监狱管理局、各煤矿安全监察分局，云南煤化工集团公司、煤矿安全评价分会：

“推广数字化瓦斯远程监控系统，高瓦斯和高突矿井没有建立瓦斯抽放和监测系统的，一律限期整改。”是国务院第81次常务会议确定的煤矿瓦斯集中整治“七项措施”之一。国家有关部、委、办、局多次召开会议和下发文件对这两项工作进行部署，我省也多次召开会议和下发文件进行了布置，但至今进度缓慢，远远达不到省政府和云南煤矿安全监察局、云南省煤炭工业局（以下简称“两局”）的要求，更达不到国家的有关要求。

为贯彻国家有关部、委、办、局历次会议和有关文件精神，落实“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针，落实今年3月2日国家安全生产监督管理总局视频会议要求，针对我省煤矿矿井安全监测监控系统安装和高突矿井符合瓦斯抽放条件矿井瓦斯抽放系统装备及安全监测监控系统联网（以下简称“三项工作”）进度严重滞后的状况，提出以下要求，请各有关部门尽快组织实施。

一、加快低瓦斯矿井装备安全监测监控系统的步伐，全省范围内的所有煤矿低瓦斯生产矿井都必须在2007年12月31日前按照新颁布的标准要求将安全监控系统装备到位；加强已装备的安全监测监控系统的日常管理，地面监控室必须安排专人值班，要建立健全监测监控系统使用管理制度，并严格执行，保持系统的正常运转。各主要产煤州（市）和年产100万吨以上的重点产煤县，要于2007年年底前，建立区域性安全监控系统技术服务机构（可以是中介机构或服务企业），为中小型煤矿提供人员培训、系统维修、调校等服务，规范监测监控系统的正确安装、定期标校、加强管理，提高系统的可靠性和稳定性，真正发挥好监控系统的作用。

二、全省范围内的高瓦斯和煤与瓦斯突出生产矿井凡符合《煤矿安全规程》第145条规定情况条件的都必须尽快将瓦斯抽放系统装备到位，在年底前未将瓦斯抽放系统装备到位的，责令进行关闭。

三、凡高瓦斯和煤与瓦斯突出的煤矿矿井数在10对及其以上的县（区、市）和云南煤化工集团东源煤业集团公司，必须于2007年6月30日前，对辖区内已安装煤矿安全监测监控系统的高瓦斯和煤与瓦斯突出煤矿矿井，完成数字化瓦斯远程监控系统联网工作，两局将于2007年7月上旬组织验收。凡煤矿矿井数在10对及其以上的县（区、市）和省监狱管理局，必须于2007年12月31日前，对辖区内已安装煤矿安全监测监控系统的煤矿矿井，完成数字化瓦斯远程监控系统联网工作，两局将于2008年一季度组织验收。

四、请各有关部门在接到本通知两周内制定贯彻落实前述三项工作的计划和措施，并将计划和措施于4月10日传真报两局。请各有关部门要按照附表一至四的格式，将前述三项工作的进展情况（上月20日至本月20日）和下月计划，于每月25日报到两局(云南煤矿安全监察局、云南省煤炭工业局传真：

0871-3176258、3137968，电子邮件：xxzx＠ynmj.cn,联系人：张智、高艳，电话：0871-3138304、3176202、3137968)

五、新安装的矿井安全监测监控系统必须符合《煤矿安全监控系统通用技术要求（AQ6201-2006），并取得新的煤矿矿用产品安全标志（MA标志）。有关煤矿矿井安全监测监控系统制造或经销厂商要在2007年4月10日前到两局进行简易备案。

备案提交制造或经销厂商的营业执照、煤矿矿用产品安全标志（MA标志）文件、数据接口程序（按照云南省煤炭工业局、云南煤矿安全监察局制定的《云南省煤矿矿井安全监测监控网络系统联网建设技术指导意见书

（一）》中的数据接口规范要求准备数据接口程序）、售后服务承诺、通讯联系方式。

两局将于4月上旬、中旬分两次公布备案制造厂商及其产品名单。没有进行简易备案的制造厂商及其产品，煤矿不得安装使用。

六、云南煤矿安全监察局各分局要在今年和明年的专项监察和重点监察工作中，把前述三项工作作为重点纳入其中。

七、各级煤炭行业主管部门是落实前述三项工作的责任主体，要把前述三项工作作为今年的首要工作纳入2007年工作计划，要加大监管力度，把监测监控系统的装备、联网、管理使用工作抓死抓实。

八、煤矿安全评价分会要要求有关煤矿安全评价中介机构，严格执行有关煤矿生产矿井装备安全监测监控系统、按规定应装备瓦斯抽放系统的高瓦斯和煤与瓦斯突出生产矿井的要求，凡 2007年年底前未按规定标准完成装备的煤矿矿井一律评为D类，实行一票否决；凡矿井监测监控系统使用、管理存在严重问题的，一律不得评价为B类（含B类）以上矿井，由有关部门责令其停产整顿。

篇3：ABB的人才内流新思维

让人才内部流动起来

人才内部流动在ABB公司已成普遍共识。“我们不能单纯地阻挡人才流动, 而要依靠更好的工作环境和更具挑战性的工作来留住人才。”ABB北亚区及中国企业传播负责人刘文汇接受采访时说, “与其让人才离开公司, 不如让他们在ABB内部流动。ABB倡导优秀人才在公司内部流动起来, 而且公司尽量让他们流动好、发展好。”

在刘文汇主管的传播部门, 曾有一名优秀员工看中了人力资源部门的一个空缺职位并提出了申请。刘文汇非常舍不得他离开, 但换位思考:“不管我有多不愿意, 但也不能阻挡他的选择, 那里可能更合适他。如果我可以顺着他的发展意愿推动他的职业发展, 不是件很好的事情吗?”那名员工最终如愿以偿。

内部人才流动已成为ABB的全球政策。ABB北亚区及中国人力资源负责人周廉说:“如果不能满足他的发展诉求, 他完全可以去其他企业。与其这样, 为什么我们不打破公司内部隔阂, 让人才在公司更大的平台里发展?”

ABB在100多个国家设有机构。很多员工更愿留在中国发展, 但ABB希望未来有更多的中国员工到ABB全球的企业去历练。几年前, ABB国外机构还会认为中国本土员工没有国际经验, 对中国本土员工的能力产生质疑, 但现在情况完全逆转, 公司一旦出现职位空缺就会首先告诉中国方面, 询问是否有合适的人选, 因为以前被派遣的那些中国员工用实力赢得了口碑。周廉说:“所以现在每当输出一名员工时, 我们就会告诉他:你是ABB中国的大使, 将影响今后ABB中国人才的输出!”

内流机制做保障

为确保人才流动在企业内部有效进行ABB还建立了人才内部流动机制。

周廉说:“我们激励员工主动抓住机会, 并要求所有上级管理者不能阻碍下属跨部门流动。”ABB内部所有职位空缺都第一时间在内部系统公布。若员工对空缺职位有兴趣, 就可进行职位申请, 并告知其上级。

公司采取平等的面试方式对申请空缺职位的员工进行面试, 择优录用。最终达成协议后, 该员工的新上级要与其老上级进行沟通, 告知结果并在新的工作开始时间上达成协议, 最后完成员工的转岗工作。若没有应聘成功, 员工也要把结果告知其上级。

但若员工应聘失败, HR部门和其上级据情况及时与该员工沟通甚至安慰, 从各方面对员工进行关怀。刘信刚说, 主管不会对落选员工刁难, 若确实发生了这种情况, 员工可独自找人力资源部门反映情况。人力资源部门会直接找其主管或其主管的上级进行沟通, 以妥善处理。

篇4：金顺昌煤矿抽放系统试运行报告

PDM系统是北京贝之瑞系统控制技术有限公司在引进、吸收国外先进技术基础上，根据我国企业用电实际情况和相关国家标准研发的、具有自主知识产权的新产品，该系统的核心是一套功能强大的企业用电数据分析和管理软件，PDM系统采集、统计和处理的数据包括：动态电能消耗数据、动态历史负荷数据、电网实时参数、电能质量及谐波数据等。

五阳煤矿是潞安矿业集团公司的一个大型现代化生产矿井，位于山西省长治市襄垣县王桥镇。

五阳矿变电所现装有2台315KVA电力变压器，两路35KV进线，6KV出线共有28条供电回路，最大用电负荷为1.2万千伏安，2006年用电量为9000万KWh，年用电成本3500万元，电费支出占生产成本2.9%。

经过集团公司节能办全面考虑，在2007年年初选择五阳矿电石厂、洗煤厂和井下3#三条供电回路安装PDM试运行，这三路负荷在PDM系统中设置为三个相应的工作点。

PDM系统试运行一是用电数据及负荷曲线监测、分析。PDM系统通过智能电力数据采集器高频率的采集各种用电数据，以实时的反映企业生产用电的变化情况。PDM主站系统设定为每5分钟采集一次智能电力数据采集器的数据。

二是电能质量监测与分析。当前，电力电子节能技术和变频调速等的广泛应用，在提高生产效率的同时也产生了大量的谐波。谐波污染导致配电变压器和线路的损耗增大，变压器、供电线路、电动机、电容器组发热，自动化装置和继电保护装置误动作，影响到企业生产工艺过程、设备寿命和电网安全可靠运行，甚至造成停电事故。电网中的谐波污染还影响到电能计量的准确性和电费计算的公正性。因此，监测和治理谐波对电网的污染已成为企业“节能降耗”的重要工作。

2007年年初，PDM系统在五阳矿区安装投运，至今已有三个多月运行实践。该系统具有以下特点：

一是投入小，收益大。企业不用增加大的投资，通过对用电状况的动态监测、分析，发现用电结构和方式中存在的问题，从而“对症下药”，调整和优化用电结构，从而实现合理用电，节约用电。如此次对五阳矿动态用电数据检测和分析的结果，通过调整运行方式和负荷结构，对无功功率和功率因数进行适当补偿，全矿全年可节约用电达8—10%。具有在线监测谐波和电能质量功能，使用“清洁”电源，提高企业能源效率，降低电器设备运行故障。

二是安装方便。PDM系统安装过程简单，不需要对原有供电设备和线路进行大的改造，安装时不需要对回路停电。在五阳矿安装过程中仅用一天时间，PDM系统的三个监测回路就安装和调试完成并投入运行。

三是运行稳定，数据可靠。在3个多月的试运行过程中，PDM系统运行稳定，未发生任何故障。通过对3个监测回路各种用电数据的跟踪、对比，PDM系统采集、测量的数据准确可靠。

四是操作简便，易于掌握。PDM系统操作简便，运行人员经简单培训即可掌握有关操作。系统自动采集并处理各种动态用电数据，只要在系统运行前设置好各项参数，系统即可自动运行。在运行中调用数据，不需要额外编程和设置参数。各种数据查阅方便，保存时间长达10年以上，还可以将数据按需要自动生成各种报表。

五是实现用电自动化、精细化管理。现集团公司下属煤矿用电管理现状是靠值班电工定时抄录电能表的方式统计用电，按每个月总的用电量计算和缴纳电费，企业主管每月只知道用了多少度电，交了多少电费，而这些电能到底是怎么用的？企业现有用电的方式和结构是否合理？用电负荷特性是怎么变化的？却无从得知。PDM可以定时将数据生成电子报表，可以避免人工抄表的人为误差和错误，提高管理效率。

通过PDM系统的用电数据检测、分析功能，现企业可以随时调取系统记录的动态历史数据，如最大用电量出现在什么时间、功率因数和无功功率变化和产生的情况、电能质量的情况、企业的用电设备是否会产生谐波干扰影响电网而电网供电质量好坏又会对企业的生产和设备有什么影响等等。PDM提供多种详尽动态数据，为企业内部实行“节电降耗”，生产成本核算提供了依据。

六是网络化共享信息。PDM系统可通过企业局域网、外网等方式实现共享数据。安装PDM系统后，集团公司所属各级管理部门都可以通过办公室的计算机，及时观察和了解到每个用电部门和监测回路的用电情况和负荷变化，及时发现用电方式和用电结构中存在的问题，及时督促和检查各个生产环节的用电情况，为企业内部的生产成本核算和管理，提供了科学的依据。

篇5：煤矿瓦斯防治与抽放

1、加强通风体系的优化与办理在通风体系的规划上，首选利于瓦斯办理与办理的通风方法，严厉将采掘供风分开，完成合理的风量分配。优化通风网络，对一些长期搁置巷道进行临时封闭，以削减通风设备使用量，进步设备质量和有用风量率。加强通风巷道、通风设备的办理，使通风体系优化安稳。

2、采取下行通风

实践证明，采煤工作面实施下行通风具有降温、降尘和削减瓦斯涌出的特色，下行通风时，风流方向与瓦斯上浮方向相反，增加了瓦斯与风流的混合才能，使瓦斯不易积累，一起降低了工作面两端及工作面与采空区的压差，按捺了采空区的瓦斯涌出。故关于高瓦斯区工作面在一般瓦斯涌出不超过3m³/min的条件下，优先选用下行通风作用极好。如在工作面第一次处置瓦斯超限时，选用下行通风按捺了瓦斯超限，确保了安全出产。

3、选用均压调整技能

经过构筑有用的瓦斯管设备，调整工作面、采空区的压能散布，使采空区易于操控和办理。均压调整技能手段多样，方法、方法各不相同，选用时必须充分考虑到各种因素以适应现场实际。

4、使用负压抽放技能

篇6：富阳煤矿联合试运转报告

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：

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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。

篇7：煤矿瓦斯抽放管理制度

为了切实搞好瓦斯抽放工作，提高瓦斯抽放效率，保证瓦斯抽放系统的`正常运行，确保安全生产，特制定本制度。

1.井下测试人员必须严格按照操作规程对各种参数及时、认真地测试，出现谎报者，每次对责任人罚款50元。出现两次者，调离工作岗位。

2.井下测试人员要保护好测试仪器，导致仪器丢失或严重损坏的，照价赔偿。光学仪器要定时升井维修(三天一次)，每推延一班，对抽放队主管抽放的副队长罚款10元。

3.井下测试人员和管路维护人员，在钻孔正常抽放期间，要分别检查钻场管路连接处和工作区域抽放管路的气密性，发现问题及时处理，否则，每处对当班责任人罚款10元，对抽放队主管抽放的副队长罚款5元/处。每次测试后要对测量孔进行封堵，发现漏气对测试工罚5元/次。

4.井下测试人员如果随意倾倒水银，一经发现或得到确切举报时，对抽放队长罚款30元，相关人员罚款100元。

5.因测压人员携带或操作“u”型管不当，导致水银丢失的，给予有关人员50元/次的罚款。

6.封孔人员必须严格按操作规程进行封孔，钻孔开口处用黄泥封填严实，以确保其气密性，否则每处对施工人员罚款5元。连接抽放软管时，要捆扎牢固，每出现一处漏气，对施工人员罚款5元。

7.回采或掘进工作面抽放钻场，施工队必须按时间和设计要求进行施工，如果钻场不按设计要求施工的，对施工队每个钻场罚款1000元，对施工队现场负责人罚款100元，对队长罚款50元;钻场施工完毕后，里面堆积有杂物或闭子打设不合格的，对施工队每个钻场罚款200元，存在问题限期内仍不处理的，每个钻场加罚100元，对队长加罚100元。

8.抽放钻场内除抽放队维护及检查人员外，其它无关人员不得进入，更不准存放物料，钻场卫生由抽放队负责，卫生不合格的对抽放队一处罚20元，不经通防科同意存放物料的，每处罚责任单位50元。

9.需要安装抽放管路的，由通防科提出设计，机电队在规定的时间内按设计要求进行安装，每推迟一天，对机电队罚款100元，对机电队队长罚款20元。

10.抽放管路及附件的回收工作由抽放队负责。

11.泵站及抽放管路交与抽放队后，由抽放队负责管路的维护工作。泵站或抽放管路出现故障，抽放队必须当班处理，不得无故推延至下班，否则对抽放队罚款100元，对队长罚款20元。对各种原因损坏抽放管路的单位除按原制度加倍处罚外，并照价赔偿。故意破坏管路的按破坏安全生产处理。

12.因巷道挤压抽放管路的，由生产区域的施工队负责处理，不及时处理而影响瓦斯抽放的，每班对修护队罚款50元，对修护队队长罚款20元。因挤压管路造成管路损坏的，按价赔偿，并对修护队罚款1000元，对队长罚50元。

13.因运输而撞坏抽放管路的对责任人罚款50元，对责任单位给予损坏抽放管路的数量进行罚款(每节400元)外，并对责任单位罚款1000元。

篇8：煤矿井下电力系统安全运行策略

关键词：煤矿安全?机电设备?电力系统?机电安全

中图分类号：U412 文献标识码：A 文章编号：1674-098X（2012）10（a）-0211-01

1　煤矿井下电力系统运行可能存在的问题

煤矿电力系统的安全运行对整个生产有着重要的意义，但在实际的安全运行管理中因为现实条件的限制，电力系统运行管理中还存在以下几个问题。

1.1 煤矿井下电力系统运行管理缺乏全面性

煤矿企业的特殊生产性质要求电力系统的供电应保证供电的稳定性和连续性，而且在电力系统的管理中应按照不同的供电对象将系统分类，并进行独立管理和控制。一般可将煤矿的电力系统负荷主要有三类，1）一级负荷网络，这一类负荷如果出现断电将造成人员的伤亡或者设备的损毁，从而给整个煤矿带来不可挽回的重大经济和社会影响，因此在电力系统管理中将这一类负荷作为一级负荷来管理。2）二级负荷网络，这个电力网络一旦出现问题就会影响煤矿的生产持续，影响产量等。如：煤炭集中和运输设备、变电所等。3）三级负荷网络，这主要是指出了一级、二级负荷以外的负荷，如网络监控和管理设备、办公网络等。实际的管理中往往对一级负荷重视有加，而对二级和三级系统的运行安全管理不足，而随着网络和计算机控制技术的发展，作为辅助系统的电子网络管理系统已经成为了整个电力系统安全运行的重要组成部分，因此缺乏对二级和三级网络的安全保护也将影响到整个电力系统的安全运行。

1.2 电力系统的安全性措施不足

煤矿生产的电力系统安全性运行还包括了三防的责任，即防爆、防火、防触电。尤其是在井下工作环境中更应当保证用电的安全性。而现实中一些煤矿电力系统往往不注重安全性措施的设计和完善，这就给整个电力系统制造了隐患。

1.3 电力系统的保护装置性能不足

电力保护装置是维持整个电力系统在出现故障时仍可稳定运行的重要设备，某些煤矿的保护装置、保护方案设计和设备上，不能保证其电力系统的安全性要求，一旦出现故障不仅不能缩小影响范围，却起到了负面的作用，从而影响了整电力系统的安全，甚至扩大了损失范围。

1.4 后续的改造和维护投入不足

煤矿生产往往需要持续较长的时间，电力系统的设备当然不能够长时间保持良好的运行状态，如果没有后续的投入，不能更新和改造电力系统的软件和硬件以适应生产和技术的发展当然就会影响到电力系统的安全运行。

2　提高煤矿电力系统的运行管理的措施

2.1 逐级管理保证全面

在保持电力系统安全运行的管理中应当在把握好主次的前提下，尽量保证供电的安全性和全面的可靠性。应做到：1）在煤矿电力系统设计的过程中就应当保证每个矿井的必须有两回路电源线路。供电所采用的电源应来自不同的电厂或者变电站，这样就可以保证当一个电源出现故障的时候，另一个电源仍可保证电力系统的正常运行。而且为了保证一级负荷的安全，在矿井的两回路电源上不应分接其他负荷。对暂时不具备两回路供电的煤矿应采用备用电源的运行方案，以保证一旦出现主电源断电时仍可维持通风、提升、排水等设备的运行，并保证其容量。2）对二级负荷和三级负荷的供电也应当尽量采用分路控制，即对重要设备实现与一级负荷相同的供电保护措施，以保证出现电力系统故障时能够维持基本功能。尤其是实现了自动化管理的煤矿，在电力系统设计的时候，就应当将自控系统的用电安全考虑在内，以缩小电力系统故障对自控系统的影响，以保证其辅助功能的可靠性，使之与一级负荷相配合，保证生产的安全和稳定。

2.2 提高系统运行的安全性

煤矿电力系统的主要服务对象就是井下作业，而井下的环境往往十分恶劣，因此安全运行管理中应当针对不同的地区的井下情况来设计电力系统，尽量利用设备和供电方案来保证井下供电的安全可靠性，如：提高电压等级、分段供电、增加电缆截面、安装保护装置等等，都可有效的提高系统运行的安全性。另外，还应当根据实际的情况调整运行方案，以保证适应不同的开采作业。

2.3 合理设计保护方案

应在整个系统中增加必要的继电保护措施，从改善保护措旄和可靠性等方面入手，以此提高系统在故障中的相对安全。因此应做到一下几点：1）对高压电动机、动力变压器等应设计短路、超负荷等保护；2）对井下变电所、移动变电设备、配电馈线，应设计短路、过载、漏电等保护措施：3）低压设备上应当设计短路、过载、单相断电、漏电闭锁及远程控制装置等：4）在保护装置的设计中应当采用改系统中最大的三相短路电流来校验全部保护装置的分断能力、稳定性等，以此保证其可靠性。同时，也要保证其整个的容量能够承载电力系统中最大电容电气设备同时启动的需求，这样才能保证系统的安全运行。

2.4 增加电力系统的后续维护投入

煤矿企业在生产中会不断的引进新设备、新技术，这就要求电力系统应能不断的适应这些改变，以保证安全运行。这都需要增加必要的后续投入来支持，而这种投入可以分为两个方面，一方面，是资金设备的投入，主要是及时的更换和检修老化的设备，并调整供电方案，满足生产需求；另一方面，是人员的投入，即增加必要的管理人员，并保证对人员的培训和提高，以此建立其一支具有专业素质和经验的电力系统管理和维护队伍，以此保证电九系统的运行安全。

3 结语

从前面的论述可以看出。煤矿电力系统的管理是一项复杂的系统工程，其主要的管理内容是围绕着生产进行的，只有保证生产的安全，才能保证安全运行。因此，未来的煤矿电力系统在设计、建设和维护中应当实行逐级分管，自动监控，全面保障，不断完善；这样才能让电力系统安全运行。

参考文献

[1]　王萍.如何完善煤矿机电设备管理与维修体系[J].化学工程与装备，2010（12）.

[2]　郑士旭.浅谈煤矿机电管理存在的问题及对策研究[J].经营管理者，2010（18）.

[3]　贾文艺.浅谈煤矿机电设备的管理及维护措施[J].装备制造技术，2010（8）.

[4]　刘飞.煤矿机电设备机电一体化发展研究[J].科技致富向导，2011（3）.

篇9：煤矿远程安全监控系统运行现状

煤矿远程安全监控系统运行现状

摘要：煤矿安全监控系统为预防煤矿瓦斯事故发挥了重要作用.为了加大瓦斯治理力度,有的地方煤矿安全管理部门率先建立了区域性煤矿远程安全监控系统(以下简称远程监控系统),对于技术管理水平高的.区域同样发挥了较好的作用,但是总体情况看,并不令人乐观.本文介绍了我国煤矿远程监控系统应用现状及存在的问题与对策.作 者：甘金荣    刘经昌    魏乐平   魏培旺    Gan Jinrong    Liu Jingchang    Wei Leping    Wei Peiwang  作者单位：甘金荣,刘经昌,Gan Jinrong,Liu Jingchang(江西新洛煤电有限公司,江西,丰城,331107)

魏乐平,Wei Leping(江西煤矿安全监察局赣东北监察分局,江西,景德镇,333000)

魏培旺,Wei Peiwang(安源股份有限责任公司安全监察部,江西,萍乡,337000)

期 刊：江西煤炭科技   Journal：JIANGXI COAL SCIENCE & TECHNOLOGY 年，卷(期)：, “”(2) 分类号：X924.4 关键词：煤矿    远程    监控    现状   

篇10：新吉克煤矿瓦斯抽放钻孔验收

为进一步增强区域瓦斯治理效果，实现“煤与瓦斯共采”方针，牢固树立“打钻是基础、抽放是关键”的理念，根据新吉克瓦斯抽放效果实际情况，特制定瓦斯抽放钻孔验收、考核管理办法。

一、防突队职责：

1、按矿、部（区）下达的、季度、月计划，不折不扣的完成各项工作。

2、负责全矿井抽采工程（煤孔、岩孔的打钻及封孔）的安全施工及管理。

3、负责全矿井的探煤孔、探放水孔、石门揭煤措施孔的打钻。

二、工资及抽放效果考核

打钻进尺与单孔瓦斯抽放浓度考核按“

六、四开”办法。即当月打钻任务量占工资总额60%，当月单孔抽放效果占工资总额的40%。根据工作性质特核定单价，具体如下按矿规定执行。

遇特殊情况钻孔达不到设计孔深时，根据现场实际情况考核打钻工资。

效果考核：

本着“打钻是基础、抽放是关键”的理念，对防突队所施工的钻孔实行动态考核，根据每条巷道实际情况特制定单

孔瓦斯浓度标准。

（三）、考核办法：

1.钻孔（煤孔、岩孔）达到设计要求的给予结算该钻孔的全部工资（即60%），未达到设计要求的钻孔按作废处理。

2.单孔瓦斯抽放浓度达到设计要求的钻孔，结算该孔的全部工资。（即40%）

3.单孔瓦斯抽放浓度未达到设计要求的钻孔，扣减该孔总工资40%。

4、钻探队当月所施工的钻孔，以巷道为单位，单孔瓦斯浓度达到规定要求90%的，结算当月全部工资，每降低（提高）5%扣减（增加）该巷道总工资的5%以此类推。

三、验收办法：

1.每月底防突队将下月打钻计划一式三份报防突区、通风区、工资科、安检科、调度室、安监队、监测队和通风调度。

2.预抽巷所施工的穿层抽放钻孔由瓦斯检查员、安检员、验收员验收，本煤层抽放钻孔在工作面执行局部措施孔时由安监员、验收员、瓦检员验收，不执行局部措施孔时由瓦斯检查员、验收员验收。

3.防突队打钻人员在钻孔成孔后，在打钻记录上写明成孔孔号、角度、深度并通知验收人员，在验收人员未到不得起钻，否则钻孔一律作废。

4.瓦检员、安监员、验收员对打钻进尺的真实性负责：防突队每施工完一个钻孔后（包括煤孔和岩孔），由瓦检员或安监员、验收员现场监督起钻验收，起完钻后在钻孔报告单上履行签字手续。

5.钻孔成孔后，施工人员必须先向调度室汇报，然后找瓦检员或安监员、验收员现场起钻，起完钻后由瓦检员或安监员、验收员向调度室汇报起钻情况。

6.由通防部组织，通修队、人力部、安检部、调度室，对钻孔进行不定期抽查，凡查出虚报打钻进尺，对钻探队、通修队或安监部罚款100～300元，对队长、部长各罚款200元，承包采区干部罚款200元，并按行隐患责任追究，对钻探队打钻人员、瓦检员或安监员按“三违”处理，送矿“三违”学习班学习三个月。

8.防突区长、通风区长、安检科长、安监队队长、书记、监测队队长、书记每月不少于一次现场考核验收，将验收结果报防突区。

9.每个钻孔只能有一张终孔报告单，规范钻孔报告单填写，其内容必须填写规范（报告单上的日期、打钻地点、钻孔编号、钻孔方位、角度、钻孔深度，钻孔开孔时间、结束时间等内容必须一一填写）。

四、验收标准

1.每次封孔前钻探队向防突区汇报封孔地点和封孔孔

数，防突区安排人员不定期对封孔质量进行抽查。

2.每次封完孔后钻探队将封孔情况报送防突区，防突区安排防突队人员进行联网，并在联网后2小时进行第一次测量单孔瓦斯浓度，数据作为月底瓦斯抽放浓度考核依据。

3.单孔瓦斯浓度测量时巡检工、钻探队人员必须在场，测量完成后同时签字，升井后将签字单一式五份，分别报送矿总工程师、防突副总、防突区、防突队和钻探队值班人员。

4.巡检人员必须保证钻孔测量准确性，凡发现弄虚作假每次对防突队罚款1000元，对巡检人员罚款300元，不按规定测量、填写单孔浓度的一次罚款200元，不及时上报测试数据的一次罚款100元。

五、处罚：

1.打钻地点煤尘超限一次，罚款500元，（上风流10米，下风流40米的范围）。

2.钻杆码放不整齐，一次罚款100元。3.带电搬迁电器设备，一次罚款200元。4.全液压钻机不使用冷却水，一次罚款500元。5.钻机卸钻杆时不停电，一次罚款1000元。

6.钻孔不标号和孔间距不符合要求，每孔罚款200元。7.钻孔不按设计要求施工的，每发现一次对钻探队罚款500元，同时该钻孔按作废处理。

8.钻孔原始记录必须在井下填写，升井后交到通风调

度，终孔报告单晚送一天，罚款100元，晚送两天的钻孔作废，发现送假终孔报告单的，一次罚款500元。

9.发生孔内事故丢失钻杆而未上图和上台帐，一次罚款1000元，若因未上图导致回采发生事故，按规定追究责任。

10.因钻孔内煤粉排不干净，造成钻孔无法封孔，一次罚款100元，钻孔作废。

11.班长不带便携式瓦斯报警仪的，打钻钻杆磨住锚网的、安全设备不齐全，一次罚款100元。

12.填写不规范报告单进尺无效，并对打钻班长进行50～100元罚款。

13.每台钻机待封孔数量不超过10个（含10个），否则每超一个钻孔罚款200元。

14.其它规定：

1）单孔打钻时，遇到地质构造特殊情况时，应在两天之内向战线打报告（一式二份，送战线领导、防突区各一份）；

2）孔径不符合要求不予进尺； 3）不按要求推广新工艺不予计尺；

六、奖励：

1.当月无发生“三违”、无工伤事故，奖励工资总额的0.2%。

2.每月开展一次打钻质量标准化达标评比活动，对打钻质量标准好的巷道，奖励3000～5000元。

3.施工人员“双述”得到集团公司、矿领导的表扬，每人次对钻探队奖励300元，对个人奖励100～200元。4.按要求推广新工艺，每次奖励钻探队3000～5000元。

新吉克瓦斯抽放钻孔验收、考核管理办法

篇11：煤矿瓦斯抽放工作情况总结

一、煤矿基本情况

煤矿位于，地理坐标为：北纬27°50′02″～27°50′25″，东径111°38′06″～111°38′28″，在涟源市城区以北16km，涟源—古塘的主干公路经过安平镇，力达煤矿距安平镇仅4km，并有支线公路相通，207国道经过珠梅，由珠梅至煤矿约10km。区内交通比较方便。

力达煤矿

始建于1995年4月，1996年4月投产，井田走向长1.06km，倾斜宽1.02km，面积1.0812km2。至2009已开采近13年，矿井设计生产能力1万吨/年，2008年实际生产原煤约5万吨。

2007年该矿与比邻马兴煤矿整合，目前正在进行整合改造，拟形成9万吨/年生产能力。

矿井含煤岩系为测水组下段，共含煤3层，由上而下命名为3、5、6煤层，5煤层为可采煤层，3、6煤层为不可采煤层。

5煤层顶板为砂质泥岩、泥岩等不透气层，给5煤层瓦斯生成、储存创造了有利条件，故瓦斯含量较高。

属煤与瓦斯突出矿井，矿井相对瓦斯涌出量+75水平为75.21m3/t。

根据2004年煤炭工业湖南煤炭质量鉴定检查检验报告，该矿煤尘无爆炸危险性，煤层无自燃发火倾向性。

我矿自建井以来，曾多次发生煤与瓦斯突出，突出最大强度达2000t左右。

二、我矿瓦斯抽放工作的由来

1997年我矿率先推广“四位一体”综合防突措施，1997年至2006年，我矿一直采用小直径钻孔超前预排措施的防突措施防治瓦斯突出，基本上可以满足矿井的需要，可是随着开采水平的延深，矿井瓦斯突出频率和突出强度日趋增大。生产期间瓦斯突出和瓦斯超限现象频繁发生，超前钻孔排放瓦斯的防突措施逐渐不能满足矿井安全生产的要求，回采工作面不能正常生产，瓦斯问题严重制约了矿井的生存，恶劣的自然条件迫使我们寻求矿井生存的出路，依靠科技进步，由深孔密排措施过渡到瓦斯抽放措施。2006年建立了地面瓦斯抽放系统率先推行了本煤层瓦斯预抽技术，对煤层机巷采取了超前预抽和边掘边抽技术，矿井基本消灭了瓦斯突出事故，瓦斯超限现象也明显减少，煤巷掘进速度加快，安全生产形式明显好转。瓦斯抽放初见成效，全矿管理人员及职工消除了对瓦斯抽放的模糊认识，树立了信心。

三、瓦斯抽放工作的技术进步历程

㈠、2006年6月开始实施本煤层抽放，煤层机巷掘进首先采用先抽后掘，短抽短掘，直径42mm钻孔，孔深18米，抽放2～3天，一般可掘进2～3米，存在抽放管及聚胺脂消耗量大，封孔、折管工时消耗大，安全可靠程度一般，机巷上、下帮难已控制。

㈡、2006年10月开始改为边抽边掘，加深钻孔至25米，上、下帮帮孔距作业面10米不拆除，掘进时只拆除正前方孔管，使机巷上、下帮形成负压带，增长了帮孔的抽放时间，提高了掘进过程中的安全可靠度，正前方孔一个循环抽3～4天，可掘进3～5米，降低了材料成本和工资成本。

㈢、2007年3月开始机巷掘进工作面实施深孔，久抽，长掘，孔深达到35～42米，抽放时间4～8天，一个循环掘进6～8米，由于钻孔加深，超前卸压，加大了安全屏障距离，提高了煤巷掘进的安全系数，由于工作面“前改后”，机巷超前工作面煤壁达100余米，同时从机巷向回采工作面布置了40米深的上向钻孔，对回采工作面煤层进行预抽，减少了回采工作面小孔密排措施的工作量，由于钻孔总量的不断增加，降低了抽放泵运行的单位电费成本，增加了抽放量，但由于钻孔的加深，增加了钻孔突出的危险性。

㈣、为了保证机巷掘进本煤层抽放孔的施工安全，降低钻孔突出的危险性，我们从2007年8月开始对机巷掘进条带（上帮8米，下帮5米）区域实施底板钻孔抽放，超前卸压，由于底板钻孔直接进入原始瓦斯压力区，施钻过程中，瓦斯压力大，喷孔严重，说明了底板抽放钻孔的效果远远大于本煤层钻孔的效果，由于岩柱安全的作用，施钻安全系数显著提高。提前布置底板钻孔，加大了钻孔的抽放时间，为机巷掘进抽放奠定了良好的安全基础，必将加快机巷的掘进速度，大大降低了机巷钻孔突出危险性。但由于高压瓦斯从钻孔喷出导致了施钻巷道瓦斯严重超限，局部通风很难解决，影响施工安全。

㈤、为了解决施钻瓦斯超限问题，我们于2008年2月成功研制实施了高压瓦斯封孔引流技术，利用封孔器，密封装置配套抽放系统，将高压瓦斯与钻屑分离，将瓦斯引入抽放系统，瓦斯不再涌入作业空间，彻底解决了施钻喷孔造成瓦斯超限的问题，喷孔钻屑直接进入矿车内，不会淹埋钻机，不再堆积巷道，不需再用人工清理钻屑，既提高了安全系数，又提高了工效，降低了工资成本。

㈥、随着矿井向深部的逐渐延伸，回采工作面、回风巷瓦斯超限的问题逐步加剧，我们虽然采取了间隙作业措施，但还是不能降低回风巷瓦斯（倾斜长70m的回采工作面，风量达到400m3/min），间隙一天只能推半

排，还会造成回风巷瓦斯超限，严重制约了生产，靠通风无法解决问题。因此，我们于2008年9月新增了一套采空区瓦斯抽放系统，采取密闭回风石门埋管进行采空区瓦斯抽放，立杆见影，回采工作面即使每天推进一个循环，回风巷瓦斯不再超限。

采空区瓦斯抽放系统的建立，既能提高回采工作面产量，又能为瓦斯发电提供稳定可靠的气源，充分利用了瓦斯资源。

我矿几年来瓦斯抽放技术逐渐进步，虽然投资较大，但是从根本上改变了矿井的安全状况，提高了矿井的生产能力，充分利用瓦斯资源能产生较好的经济效益，实施瓦斯抽放改变了力达煤矿的命运。因此，我们将更进一步总结、探索寻求更好的抽放措施，使湖南的瓦斯抽放技术在力达有新的突破。

四、力达煤矿瓦斯抽放系统

㈠、地面泵站

在矿井工业广场外建筑一地面抽放站，内设有值班室、泵房。泵站内设有循环冷却水池二个。

㈡、抽放泵

地面泵房安装二台水环式真空泵，主泵为sk-30（z）-ibv3型（配55kw防爆电机），备用泵为2be1203-oby3型（配37kw防爆电机）。

二台尾巷瓦斯抽放泵，主泵和备用泵为are195mw型罗茨鼓风机（配45kw防爆电机）。

㈢、抽放管路

1、管道规格

底板抽放和本煤层抽放主管一趟采用阻燃、抗静电聚乙烯（pe）抽放管，主管直径150mm（6英寸），全长约950米，支管直径100mm（4英寸），全长2150米（+75水平南、北750米，至130水平1000米，+100水平南400米），钻场采用直径3寸铁管作汇流管，钻孔内抽放管道采用直径6cm铁管，连接汇流管和钻孔内的铁管采用专用胶管。

采空区尾巷抽放管道一趟采用阻燃、抗静电聚乙烯（pvc）抽放管，主管直径250mm（8英寸），全长880米，支管直径100mm（4英寸）全长520米，使用弹簧管连接石门墙体上的抽放管出口。

2、管道敷设

主管：经风井→＋160m水平北大巷→21行人上山→＋130m水平北大巷→31行人上山→＋100m水平→北大巷→41行人上山→＋75m水平；

支管：第一趟从31行人上山→+100m水平南大巷→32通风上山→+130水平南大巷进入抽放地点；

第二趟从41行人上山→+75m北大巷进入抽放地点；

第三趟从41行人上山→+75m南大巷进入抽放地点；

第四趟从31行人上山→+100南大巷1石门→7石门；

第五趟从31行人上山→+100北大巷6石门；

3、附属设施

进、排气管分别设有负压放水器，排气管上安设有隔爆、防回火装置，抽放泵站必须安装避雷装置。

㈣、瓦斯抽放地点

1、本煤层抽放：4151机巷抽放钻场，4152机巷抽放钻场，2251机巷抽放钻场。

2、底板钻场抽放：+75北9石门钻场，+75北11石门钻场，+75南12石门钻场，+75南13石门钻场，+100北9石门钻场，+100南大巷13石门钻场，+100南大巷14石门钻场，+130水平南巷底板钻场。

3、采空区抽放：+100水平南1石门、2石门、3石门、4石门、5石门、6石门、7石门；

+100水平北1石门、2石门、3石门、4石门、5石门、6石门。

㈤、施钻工艺及布孔方法

1、本煤层抽放钻孔施工采用2.2kw的手持式电煤钻，直径42mm的麻花钻杆打孔，采取边抽边掘瓦斯抽放技术，孔深30～45m左右，循环施钻32个孔左右。

2、底板抽放钻场施工采用zy-150型液压钻机，钻孔冲击器打孔，专门进行底板瓦斯抽放钻场施工，按孔底间距6米计算，编制钻场现场施工图，控制钻孔方向和角度，钻场布孔21个左右。

图1 机巷先抽后掘抽放钻孔布置图

先抽后掘工作面抽放钻孔参数表

孔号

孔径(mm)

终孔位置(投影长m)

距中线

距工作面

1

42

9

10

2

42

9

20

3

42

9

30

4

42

6

30

5

42

3

30

6

42

0

30

7

42

3

30

8

42

6

30

9

42

6

1o

10

42

6

10

㈥、钻孔封孔技术

1、本煤层抽放钻孔采用聚胺脂封孔技术，封孔深度控制到避开煤层裂隙带，一般3～5米左右，特殊情况封孔深度达到10米以上，封孔长度0.6～1米。

2、底板抽放钻孔采用聚胺脂封孔技术，封孔深度一般3米，封孔长度0.6～1米。

㈦、抽放监测

抽放泵站内安装有抽放管道气体多参数传感器，能对瓦斯流量（混合流量、纯流量）、浓度、温度和抽放负压进行监测，相关数据（包括年、月、日累计抽放纯量）在瓦斯抽放显示控制柜（zkc30型）即时显示，并同时与矿井（kj-90）安全监控系统联网，在调度室能实现显示、储存、查找、打印各种数据指标，及时掌握抽放系统运行状况。

㈧、抽放系统运行使用情况

1、本煤层及底板钻场正常抽放，纯瓦斯量1m3/min，日抽放纯量1440m3；

2、尾巷抽放泵正常抽放，抽放流量35m3/min，瓦斯浓度15%，纯瓦斯量5.25m3/min，日抽放纯量7560m3；

3、配备了两名专门的抽放泵值班人员，及时填报了地面瓦斯抽放泵的运行日志，及时处理故障，负责日常维护，保证泵让的安全运行。

四、瓦斯抽放管理

1、解放思想

搞好瓦斯抽采工作解放思想是前提，从矿长（实际控制人）到全体员工都必须认真深刻领会“先抽后采，监测监控，以风定产”瓦斯治理方针的深刻内涵，要坚定信念，树立信心，要以“瓦斯抽放压倒一切”的高压态势指导全矿工作，宁可停止全矿生产，不可放弃瓦斯抽放，只许成功，不许失败，要克服一切困难和阻力，要扎扎实实地搞，不能以应付检查的态度搞花架子。要不断总结经验，采取新的手段和措施应对新的问题，逐步提高抽采技术水平和管理水平，只有这样才能使这项工作顺利推进，不断提高。

2、落实责任

（1）、矿长全面协调，保证人、财、物及时到位，引进先进经验技术。

（2）、安全副矿长：把瓦斯抽放工作摆在全矿安全工作的重中之重，重点督查抽放量，控制煤巷掘进，工作面回采放炮前的效检到位，抽放措施施工安全。

（3）、生产副矿长：总体部署、合理安排生产作业程序，制定抽放计划，保证有足够的时间实施瓦斯抽放措施。

（4）、技术负责人：制订钻场、钻孔布置方案和安全技术措施，提出钻孔施工技术要求，收集整理钻孔施工记录资料，及时填图归档汇总，总结经验，提高技术水平。

（5）、机电副矿长：及时排除故障，保证抽放系统正常运行，管道及时安装到位，保证钻机、钻具及时维修备用，正常供给风、水、电，确保监控有效。

（6）由防突、抽放的副矿长负责具体安排部署全矿的防突、抽放工作。

（7）、防突、抽放值班长在防突副矿长的直接领导下负责对本班作业人员工作地点的安全检查，具体安排工作，按技术要求搞好现场记录，出班汇报施工情况。

（8）、组长对本班的工作质量负主要责任。

2、稳定职工队伍

对煤矿的防突、抽放作业人员，要进行素质筛选，要选择思想品德好，具有一定文化素质，年轻力壮，勤学好问，善于钻研的人选，加强安全意识教育和操作技能培训。采取改善工作环境，提高福利待遇，安排适当的月度奖金和年终奖金。让作业人员有一种家的感觉，一般情况下不会轻言放弃本职工作。

3、强化管理

（1）、对防突、抽放人员年初制订防突、抽放工作目标管理方案。包括：防突工作目标、定额计算、奖金计算标准、安全管理措施、违章处罚规定。

（2）、对防突、抽放作业人员强制灌输防突、抽放等方面的安全知识，让他们真正认识到防突工作是全矿安全工作的核心，时刻有如临深渊、如覆薄冰的紧迫感，在思想上坚持安全工作大于一切，安全工作压倒一切，把安全工作摆在各项工作的首位，当安全与生产发生矛盾时，任何时候坚持“安全第一”的思想不动摇。

（3）、进班之前坚持召开班前会，总结和解决上一班工作中存在的问题，部署安排好本班工作。

（4）、树立主人翁姿态，要有一种“矿兴我荣、矿衰我耻”责任感。

（5）、经常进行学习，努力提高工作技术水平，提高工作效率。

五、瓦斯抽放工作要注意的问题

1、通风：检查作业地点通风、瓦斯等情况，每个作业当头必须安装两个瓦斯传感器，一个安装在掘进工作面回风流中，一个安装在作业当头，严格执行风、电闭锁和瓦斯、电闭锁，断电控制瓦斯浓度在1.5%，坚决杜绝瓦斯超限作业现象。

2、顶板：检查当头支护质量，保证在施工时支架牢固，安全可靠。

3、电器设备的防爆：检查好电煤钻及电缆线的防爆性能，严防失爆现象的发生，杜绝设备带病运行，尽量避免在施工过程中钻杆与钻杆相撞击，钻杆与电煤钻相撞击而产生撞击火花。

4、自救器的佩带：作业人员必须熟悉避灾路线，随身携带化学氧自救器，保证遇到紧急避险情况时要人人会使用。

5、钻孔布置及施工安全：首先必须保证作业当头正前方和上下帮有足够的安全距离（一般8～10米），经预测在作业面前方10米内必须无突出危险，才能保证作业人员在施工深孔时不会因钻孔诱发突出，威胁作业人员的人身安全。钻孔布置要严格按作业规程要求施工（根据本矿实际情况制订专门的抽放措施）。在施工过程中如遇有严重喷孔现象或煤炮声，应立即停止作业，待无严重煤炮声和严重喷孔现象时再继续施钻。

6、钻孔质量：抽放钻孔达到一定的深度（20米以上）或有高压瓦斯喷出，封孔时保证做到严密不漏气。封孔时必须准确掌握钻孔在施工过程中遇到的老孔影响地方在什么位置，聚胺脂封孔必须到实煤体，保证封孔长度达到 0.6～１米。

7、钻场检查：抽放钻孔每班施工完工后，必须注意检查抽放管道上的负压，达到0.05mpa以上，听到有漏气的声响或负压达不到要求时，必须查明原因。

六、抽放效果评价

1、抽放前后△h2值对比

4152机巷抽放前△h2（1个月数据，每次测定的最大值）平均值为280pa，采取抽放措施后，△h2平均值为150pa，下降46.4%。可以看出，经过瓦斯抽放，煤层瓦斯瓦斯压力、瓦斯含量降低，煤层突出危险性指标下降，煤层的突出危险性得以减弱或消除。

2、实际防突效果

采用底板抽放措施后，降低了机巷掘进时的突出危险性，机巷本煤层抽放后，消除了工作面下段15米范围内的突出危险，全矿井基本上消灭了煤与瓦斯突出事故。瓦斯超限作业的问题得到了解决，工作面回风巷不存在瓦斯超限现象。

3、掘进速度加快

力达煤矿掘进速度受煤层突出危险的影响很大，未建立抽放系统前，煤层巷道掘进速度一般在10m/月以下，今年全面实施抽放措施后，其掘进速度一般在20m/月左右，提高了1倍。

七、抽放成本核算

㈠、本煤层抽放

1、工资：每进行一个循环的抽放措施，需施工措施孔4班，计算工资成本600元×4=2400元；效果检验措施及预测措施2班，计算工资360×2=720元；平均掘进4米，工资780元/米。

2、材料：每进行一个循环的抽放措施，共需消耗抽放用塑料管24×2=48根，按6元/根计算，48×6=288元；聚胺脂材料消耗0.6×24×50=720元；共计需材料费用1008元，平均掘进4米，需材料252元/米；需消耗钻杆、钻头等材料50元/米；合计需材料302元/米。

3、电费：40kw抽放泵每天工作24小时计算，40×24=960千瓦·时，按0.8元/千瓦·时计算，960×0.8=768元×30=23040，月度掘进60米，需电费384元/米。

㈡、底板钻场

1、工资：单个钻场共岩层钻孔长320米×10=3200元，煤层钻孔和封孔工资4×450=1800元。

2、材料：塑料管21×6=126元，聚胺脂1×21×50=1050元，机油等易耗品50元。

3、工具费用：钻头费用5×380=1900元，冲击器1个，计3800元，合计5700元。

4、电费：钻机电费：300/3=100小时×5.5=550度，穿煤20小时×5.5=110度，压风机电费：120小时×55×1/3=2200度，共计用电费2860×0.8=2288元。