矿井年度工作总结范文

矿井年度工作总结范文第1篇

根据国家安全监管总局《防治水规定》(国家安监总局令第28号)、新修订的《煤矿安全规程》第六章防治水条款(国家安监总局令第37号)、省煤炭工业厅《关于进一步加强生产矿井防治水工作的通知》(晋煤行发【2011】410号)和晋城市煤炭工业局《关于加强我市生产矿井水害防治工作的实施意见》(晋市煤局行字【2011】235号)，结合我矿的实际情况，制定了具体的实施方案，并按照方案要求，认真组织开展了各项工作。近期，根据《关于对我市生产矿井进行防治水专项检查的通知》(晋市煤局行字【2011】236号)、《关于对全县生产矿井进行防治水专项检查的通知》沁煤发【2011】213号及沁和能源集团有限公司《关于下发(沁和能源集团有限公司煤矿防治水专项检查实施方案)的通知》沁和发【2011】121号的文件精神要求，我矿组织相关人员对矿井防治水工作进行了自查自纠，现将自查自纠情况汇报如下：

一、矿井防治水领导机构的建设情况

根据上级文件精神要求配备防治水副总工程师，成立专门的防治水机构地测科和专门的探放水队伍，配备了3名地测防治水方面的专业技术人员和6名专职的探放水队员，3名持证上岗，3名经我矿培训中心培训，并考核合格后上岗，及时与上级有资质培训单位取得联系，有防治水方面的培训班时，立即安排培训。实现掘(采)探分离。

为了扎实开展我矿防治水工作，成立了以矿长为组长，分管副矿

长为副组长，各科室负责人为成员的矿井防治水工作领导组。并明确了各级、各部门人员的职责。在领导组下设办公室。总工程师任主任，副总工程师和地测科长任副主任，地测科的技术员、探放水队队长及队员为成员，负责矿井防治水的日常工作。

二、矿井防治水工作制度建设完善及防治水知识培训情况 建立健全了防治水岗位责任制、水害防治技术管理制度、水害预测预报制度、水害隐患排查治理制度等防治水方面的相关制度。根据我矿的实际情况，制定了具有针对性、科学性和可操作性的水害应急预案和现场处置方案。结合《防治水规定》和新修订的《煤矿安全规程》防治水条款及其他防治水的有关规定，制定了详细的培训计划，对井下所有人员进行了培训。

三、矿井防治水工作的各种图纸及相关资料完成情况

根据我矿的实际地质情况和文件精神要求，由集团公司委托山西煤炭地质水文勘查研究院编制《矿井水文地质报告》和《矿井中长期防治水规划》。目前，已经通过了校对，正在定稿阶段，未进行审定和备案。报告内容包含了矿井水文地质类型划分和矿井综合水位地质图、矿井综合水文地质柱状图和矿井水文地质剖面图。同时依据《矿井水文地质报告》和《矿井中长期防治水规划》完成了《 2011年防治水计划》。按规定编制有矿井充水性图、矿井涌水量与各种相关因素动态曲线图等有关防治水图件，在采掘工程平面图上绘制采空区等容易造成水患的内容。

根据文件精神要求，结合矿井实际，编制了《探放水设计》和措施，并由总工程师组织相关人员进行了会审。定期与相关资质单位联

系，对主水泵进行性能测试，按规定进行了水泵联合排水试验。建立健全了十五种防治水基础台帐和相关的工作记录。

四、矿井防治水工程现场情况

1、对水泵房及水仓进行了定期清理，对水泵、排水管路、配电设备进行了定期检修维护，并做有维护记录。

2、采掘工作面配备符合规定的专用探放水钻机，并认真执行“有掘必探、有采必探、先探后掘、先探后采”的十六字方针和防、堵、疏、排、截的综合治理措施，并按照相关要求进行探放水作业，悬挂规定的公示牌板。

3、采掘工作面安装探水钻机前，地测技术人员亲临现场，确定探水孔的位置、方位、角度、深度及钻孔数目。同时加强钻场附近的巷道支护，打好坚固的立柱和栏板，并采取了一定的排水措施。

4、探放水工程结束后，由地测科牵头组织安全科、技术科、探放水队、地测副总工和当班的跟班副矿长等相关人员，进行了验收。确认安全，并履行了安全确认签字移交手续。

5、近期，认真检查落实了防范暴雨洪水所需的物资、设备和资金，与专业的抢险救灾队伍签订了协议。并全面检查了防范暴雨洪水的相关措施落实情况。

通过开展矿井防治水工作，我矿针对薄弱环节，有重点、有步骤的进行了建设和完善，进一步提升了我矿的水害防治能力，确保了本矿的安全生产。在今后的工作中，我们将继续严格执行上级相关部门，有关防治水方面的标准、方针、政策，开展水害隐患排查治理行动，使我矿的安全生产工作上一个新的台阶。

矿井年度工作总结范文第2篇

一、矿井通风概况：

弘建煤矿2012年度计划产量90万吨，矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。(我矿井正在资源整合过程当中没有达到设计产量)

矿井采用主斜井、副斜井进风，回风斜井回风。

二、反风演习情况：

反风演习前后的矿井通风情况如下：

1、矿井反风演习前总进风量为5700m3/min，反风时的反风量为4246.5m3/min。

2、反风演习前全矿井瓦斯绝对涌出量为0 m3/min，二氧化碳绝对涌出量为1.55m3/min，反风演习时全矿井瓦斯绝对涌出量为0m3/min，二氧化碳绝对涌出量为1.48m3/min。

3、反风演习时间为2小时，符合《煤矿安全规程》的要求。

4、反风演习参数测定、统计情况(详见附表

1、表

2、表

3、表4)。

5、全矿井反风率74.5%，符合《煤矿安全规程》的要求，反风演习期间各回风道中均未发现瓦斯。

三、反风率计算

全矿井反风率

η=(∑Q`/∑Q)100%

=(4246.5/5700)100%

=74.5%

式中：η------反风率(%)

∑Q`------反风演习时矿井总进风量(m3/min)

∑Q-------反风演习前矿井总进风量(m3/min)

四、反风演习总结

1、这次反风演习，矿十分重视，首先成立了以矿长为总指挥，总工程师、通风副总为副指挥，安全副总、机电副总、生产技术部、信息中心、安监部、通风区、机运区、综合办等单位领导人员为成员的指挥部(指挥部设在安全生产信息中心)，并设置了井下参数测定组、排放瓦斯恢复通风组、地面后勤医务组、通讯组、救护组等小组。在总工程师董金泉的主持下，于1月13日在办公楼三楼召开了反风演习预备会，详细分工，明确责任，并对恢复通风、排放瓦斯措施进行了审批。并于1月14日上午召开了参加反风演习所有人员的准备会，认真贯彻了反风演习计划、排放瓦斯及恢复通风措施，宣读了人员安排情况，并发放了事先准备好的有关参数记录表。由于准备充分，责任明确，使得这次反风演习工作顺利安全完成。

2、反风前准备充分，措施得力;另外机运区、信息中心等单位配合协作，反风前做了细致的准备工作，认真检查了回风斜井系统的回风道、反风设施和主扇，及时解决存在的问题，参加反风演习的所有人员都能准确地严格地按照措施进行操作和测量，为反风演习的顺利进行提供了保障。

3、反风前由于进行了详细的计划和周密的安排，明确责任，指挥有序到位，各单位之间协调、配合较好，反风期间秩序良好，各测点均能按要求有条不紊地进行观测，测定数据可靠，记录清楚。

4、采区内无临时反风设施，反风情况真实，为发生灾害时采取反风措施防灾抗灾提供了可靠的依据。

5、反风结束后，按照规定及时对井下所有变电所进行了气体检查，按顺序进行送电;及时对掘进工作面进行了恢复通风工作。

6、反风演习期间救护队在井下待命，认真检查存在隐患，随时准备投入战斗，为矿井安全恢复生产创造了良好的条件。

7、主通风机房设专组对主扇的电流、电压、负压等参数进行观测。

8、反风效果较好，所有测点的反风率都在70%以上，符合《煤矿安全规程》规定。

矿井年度工作总结范文第3篇

根据《国务院办公厅关于进一步加强煤矿安全生产工作的意见》(国办发〔2013〕99号)、《省人民政府办公厅关于进一步加强煤矿安全生产工作的实施意见》(鄂证办发〔2014〕25号)和《湖北煤矿安全监察局关于进一步加强雨季煤矿水害防治工作的通知》(鄂煤监察〔2014〕64号)精神，结合我矿的实际情况，制定了具体的实施方案，并按照方案要求，认真组织开展了各项工作，组织相关人员对矿井防治水工作进行了自查自纠，现将自查自纠情况汇报如下：

一、矿井防治水技术管理和资料自查情况

根据上级文件精神要求配备防治水副总工程师，成立专门的防治水机构地测科和专门的探放水队伍，配备了3名地测防治水方面的专业技术人员和6名专职的探放水队员，3名持证上岗，3名经我矿培训中心培训，并考核合格后上岗，及时与上级有资质培训单位取得联系，有防治水方面的培训班时，立即安排培训。实现掘(采)探分离。

为了扎实开展我矿防治水工作，成立了以矿长为组长，分管副矿长为副组长，各科室负责人为成员的矿井防治水工作领导组。并明确了各级、各部门人员的职责。在领导组下设办公室。总工程师任主任，副总工程师和地测科长任副主任，地测科的技术员、探放水队队长及队员为成员，负责矿井防治水的日常工作。

二、矿井防治水工作制度建设完善及防治水知识培训情况 建立健全了防治水岗位责任制、水害防治技术管理制度、水害预

测预报制度、水害隐患排查治理制度等防治水方面的相关制度。根据我矿的实际情况，制定了具有针对性、科学性和可操作性的水害应急预案和现场处置方案。结合《防治水规定》和新修订的《煤矿安全规程》防治水条款及其他防治水的有关规定，制定了详细的培训计划，对井下所有人员进行了培训。

三、矿井防治水工作的各种图纸及相关资料完成情况

根据我矿的实际地质情况和文件精神要求，由集团公司委托山西煤炭地质水文勘查研究院编制《矿井水文地质报告》和《矿井中长期防治水规划》。目前，已经通过了校对，正在定稿阶段，未进行审定和备案。报告内容包含了矿井水文地质类型划分和矿井综合水位地质图、矿井综合水文地质柱状图和矿井水文地质剖面图。同时依据《矿井水文地质报告》和《矿井中长期防治水规划》完成了《 2011年年度防治水计划》。按规定编制有矿井充水性图、矿井涌水量与各种相关因素动态曲线图等有关防治水图件，在采掘工程平面图上绘制采空区等容易造成水患的内容。

根据文件精神要求，结合矿井实际，编制了《探放水设计》和措施，并由总工程师组织相关人员进行了会审。定期与相关资质单位联系，对主水泵进行性能测试，按规定进行了水泵联合排水试验。建立健全了十五种防治水基础台帐和相关的工作记录。

四、矿井防治水工程现场情况

1、对水泵房及水仓进行了定期清理，对水泵、排水管路、配电设备进行了定期检修维护，并做有维护记录。

2、采掘工作面配备符合规定的专用探放水钻机，并认真执行“有

掘必探、有采必探、先探后掘、先探后采”的十六字方针和防、堵、疏、排、截的综合治理措施，并按照相关要求进行探放水作业，悬挂规定的公示牌板。

3、采掘工作面安装探水钻机前，地测技术人员亲临现场，确定探水孔的位置、方位、角度、深度及钻孔数目。同时加强钻场附近的巷道支护，打好坚固的立柱和栏板，并采取了一定的排水措施。

4、探放水工程结束后，由地测科牵头组织安全科、技术科、探放水队、地测副总工和当班的跟班副矿长等相关人员，进行了验收。确认安全，并履行了安全确认签字移交手续。

5、近期，认真检查落实了防范暴雨洪水所需的物资、设备和资金，与专业的抢险救灾队伍签订了协议。并全面检查了防范暴雨洪水的相关措施落实情况。

通过开展矿井防治水工作，我矿针对薄弱环节，有重点、有步骤的进行了建设和完善，进一步提升了我矿的水害防治能力，确保了本矿的安全生产。在今后的工作中，我们将继续严格执行上级相关部门，有关防治水方面的标准、方针、政策，开展水害隐患排查治理行动，使我矿的安全生产工作上一个新的台阶。

矿井年度工作总结范文第4篇

检查汇报材料 开展矿井防治水和一通三防工作

尊敬的各位领导、专家大家好：

首先我代表玉龙煤业全体干部职工对各位来矿莅临指导工作表示热烈的欢迎和衷心的感谢，下面我就公司开展矿井防治水和一通三防工作检查工作情况向各位做一简要汇报

一、矿井建设基本情况

山西右玉玉龙煤业有限公司矿井位于右玉县城东南30km的元堡子镇辛屯村南,行政区划隶属于元堡子镇管辖。交通方便，有简易公路直通右玉(油坊)山阴(岱岳)公路。东南距同蒲铁路岱岳站30km。

2009年8月17日山西省煤矿兼并重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发[2009]18号文件批准将原山西右玉南阳坡西煤业有限公司和山西吐儿水煤业有限公司进行了整合，整合后经省工商局核准企业更名为山西右玉玉龙煤业有限公司，井田面积为5.5593m2，批准开采9#11#煤层，生产规模120万吨/年，地质储量为6870万吨，矿井地质构造简单，水文地质构造为中等，根据2011年瓦斯等级鉴定结果矿井最大绝对瓦斯涌出量5.86m3/min，最大相对涌出量为2.32m3/t。属瓦斯矿井。2010年3月3日和2010年7月16日省厅先后对地质报告和初步设计进行批复，同年9月13日省安全检察局对

1 公司的安全专篇进行了批复，2010年11月经晋煤办基发[2010]1523号文批准开工建设，建设工期7个月。项目总概算金额为42572.49万元。目前安全生产各大系统均已建设完成。

2010年5月20日济南设计研究院将整合设计做合理变更和调整并经省厅通过。2011年11月18日山西省煤炭工程质量监督中心站为山西右玉玉龙煤业有限公司1.2Μt/a矿井兼并重组整合项目85个分项整体颁发了煤炭建设单项工程质量认证书。(其中矿建工程25个，土建工程32个，安装工程28个)2011年8月经山西省煤炭工业厅批准从2011年8月10日起开始联合试运转到2012年2月10日止试运转结束。

2012年7月3日朔州市煤炭工业局已朔煤发[2012]138号关于《山西右玉玉龙煤业有限公司120万吨/年兼并重组整合项目安全质量标准化验收的批复》，

山西省煤炭工业厅2012年7月14日以晋煤办基发[2012]836号文件对我公司的竣工项目进行了验收批复，2012年11月1日省国土资源厅为公司换发了证号为C1400002009111220041775采矿许可证。2012年10月29号省煤炭工业厅为我矿颁发了编号为：201406232033的煤炭生产许可证，2012年12月13号省煤矿安全检察局为我矿换发了编号为(晋)MK安许证字[2012]X087Y1的安全生产许可证，2013年1月4号省工商行政管理局为我矿颁发了注册号为140000115942284的企业法人营业执照。现六长人员齐备、证件齐全有效 。 目前矿井现状： 六证、六长已符合生产矿井要求，编制完善的采掘计划已经过了上级审2 查单位会审批复，按照复工复产验收程序、标准向县局上报复工复产请示已由县政府组织相关部门进行了复工复产验收,并下发了右煤字[2013]16号关于对山西右玉玉龙煤业有限公司复产的批复。资料方面我们已编制完善了各项规章制度、规程、措施、计划、预案的修正。三项岗位人员的培训方面：先后对A、B、C三类及全员进行培训，截止目前培训A类管理人员副总2人、副矿长1人，复训B类管理人员 13 人，培训C类特殊工种人员77 人。本全员783人复训工作已由公司的四级培训中心分期复训完毕。

井下现状：“1901”首采工作面已经采完其综采设备返厂大修，该设备计划于4月份准备稳装于“1902”备采工作面，一采区轨道上山联络巷和1903胶带顺槽联络巷正在掘进当中。

二、矿井防治水和一通三防工作专项工作落实情况

为了全面排查治理矿井在防治水、通风、瓦斯防治、防灭火和粉尘防治方面的安全隐患，不断提升矿井的安全生产保障能力，实现矿井安全生产形势的持续稳定好转，根据朔州市煤炭工业管理局朔煤发[2013]119号和右玉县煤炭工业局右煤字[2013]81号关于煤矿防治水和“一通三防”工作专项检查的安排结合我矿的实际情况成立了防治水和“一通三防”专项检查工作领导组：

组 长：周建忠 副组长：边 江、冯艳龙

成 员：成员由各分管系统负责人组成

领导组下设办公室，办公室主任由许巨荣同志兼任，负责专项整治工作的协调和信息、资料的上报。

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1、防治水和一通三防工作专项工作主要检查内容

①防治水制度制定情况及机构人员配备情况， ②防治水基础资料编制情况; ③探放水制度落实情况; ④井下防治水措施落实情况; ⑤地面防治水措施落实情况; ⑥水害应急救援措施落实情况; ⑦通风管理措施落实情况; ⑧瓦斯防治措施落实情况; ⑨防灭火措施落实情况; ⑩粉尘防治措施落实情况;

2、工作方法和时间安排

我们分自查阶段、整改落实阶段和重点检查阶段三部分在不同时间段内进行落实整改。

第一阶段：队组自查自纠阶段(2013年4月1日4月10日)。检查各自队组工作中存在的问题，发现问题做到及时修改。

第二阶段：矿安监科进行全面排查整改落实(2013年4月11日4月25日)，对查出的问题严格按照措施、责任、资金、时限和预案“五落实”去处理。

第三阶段：矿专项检查组进行对本次上级检查内容重点检查 (2013年4月26日5月10日)

3、对照防治水和“一通三防”专项检查的通知开展的专项 检查工作落实情况

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① 矿井防治水

2011年11月12日由省地宝能源有限公司经过实地勘察为矿井编制了《山西右玉玉龙煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告》，《报告》中我矿的水文地质类型为中等，9煤层有3处积水，11#煤层3处，2009年11月2010年4月矿井做探放孔进行了排水，排出积水量19305m，采空区的剩余7715m积水已在日常积水管理当中已全部进行排清,同时对排水情况进行了记录归档。并建立健全了涌水量等15种基础台账和充水性图等5种必备图件，编制落实了防、堵、疏、排、截、综合治理措施，根据地测人员的井上下测设，矿区内不受洪水威胁，但为了防患与未然我们在去年防治水设施、设备的基础上重新进行了维护和修缮加强了防洪防讯的能力，整体效果良好。矿井的北侧为东洼北煤业有限公司，东侧为玉岭煤业有限公司，西部和南部为空白区，相邻矿界500m以外范围内我们做了小窑调查，据调查报告显示没有积水，对井田开采无影响。为了预防水害事故的发生，矿井出台了以总工为主的安全技术责任体系文件，编制了中长期防治水规划和防治水计划，制定了水害应急预案，在制定预案内容中我们有针对性的对水害事故科学性的进行编制使操作人员在工作时更合理。并按照安全生产事故水害预案准备于9月份进行演练，届时将邀请上级分管领导来矿进行观摩。在去年开展雨季三防工作的基础上，我们对预防重点进行了实时的监控，重点体现在几个方面：

1、成立了矿山地质环境保护与恢复治理领导组，调整了雨季三防机构人员，完善了《雨季三防应急管理制度》《防洪、防汛措施》《防雷措

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33#施》《雨季三防安全措施》。

2、对矿井的副井口、调度室、地面变电所、公寓楼、洗煤厂筒仓的避雷器进行检查，不合格的地点逐项进行整改，通过自查自检达到避雷要求，各个防雷点责成专人进行分管，确保防护设施的安全使用，对井下各水仓积存的煤泥进行清挖，并对排水沟的淤泥进行清理，满足了系统防排水的需要，同时补足了抢险救灾的物资、设备和资金夯实了防御系统的功能。

矿井成立了专业探放水队伍，探放水专职技术负责人杜海平、技术员王存、探放水一队队长杨建奕、二队队长韩武金，队员11人，全部由三级培训机构进行培训持证上岗的三专化队伍。井下对各采区、巷道均进行了专项探放水设计，探放水专用设备：配备了ZLJ400型200米矿用坑道钻机三台、ZLJ350型150米矿用坑道钻机坑道钻机3台，在施工中严格按照探放水设计及管理制度要求进行“先探后掘、先探后采”的掘探分离制度和安全确认移交制度，同时对每个探孔的施工台账和验收台账均进行了详细的记录。

② 矿井通风

矿井安装两台FBCDZ-NO23型防爆对旋轴流式主要通风机，电机功率2185kW，一台运转，一台备用。综采工作面采用U型通风方式，工作面配风量1140m3/min，掘进工作面采用FBDNO6.0型对旋轴流式局部通风机，实现了双风机、双电源自动切换和“三专”两闭锁，风筒全部使用阻燃风筒，配风量为600 m3/min。井下按设计和质量标准化要求构筑了风门、调节风窗、风桥、密闭等通风设施。矿井总进风量2655m³/min、总回风量2725 m³/min达到设计要求;综采工作面实现了独立通风，掘进工作面采用局扇压入式通风;配风量符合设

6 计要求。主通风机通过反转进行反风，经反风演习能够在10min内进行启动，且风量符合要求。在通风密闭管理方面：组建了一支密闭管理队伍，其任务主要是对废弃巷道、盲巷以及采空区进行及时封闭，密闭质量严格按照2012年6月份出台的《山西省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》要求执行，密闭进行了及时填图和登记上台账。

③ 安全监测监控系统

矿井安全监控系统是由北京中煤安泰机电设备有限公司生产的KJ78N型监控系统作为矿井安全监控系统，系统于2011年10月份升级改造完成，2011年12月10日由朔州市煤炭工业局组织相关专业人员对煤矿四大监控系统进行验收，并同意通过验收投入运行。系统实现了双回路供电、双机备份，各类传感器、数量、安装位置以及电缆的敷设，监控设备的报警值、断(复)电值、断(复)电范围均符合规定要求，其系统由矿监控组进行24小时轮流值班并每天有领导进行审阅报表，维护保证了其运行的可靠性，目前系统运行稳定可靠。

④ 瓦斯防治

矿井虽为瓦斯矿井，但在管理上我们严格要求，配备了满足日常检查仪器和人员，并按照设计要求留有富裕系数，检查仪器均按照规定定期校验，检查人员均持证上岗，要求检查人员严格执行一炮三检和三对口，瓦斯日报表每天由矿长、总工程师签阅，在瓦斯治理方面我们制订了专门的安全技术措施和区域综合防突措施，要求队组将《措施》进行贯彻学习做到人人心里有数，个个心里明白，达到了有隐患人人预防的目的。

7 ⑤ 防灭火措施落实情况

按照设计和《煤矿安全规程》有关规定矿井建有地面500m3消防水池和井下消防管路系统，对井下采空区密闭由瓦斯检查员进行适时监测，井上下重要场所按照防灭火要求制定了《防灭火措施》和设立了警示标志。

⑥ 粉尘防治措施落实情况

矿井的防尘供水管路完善，防尘供水覆盖所有工作面，对运输系统的转载点实施了喷雾降尘或除尘器去尘经过去年的经验总结我们对防尘管理制度进行了完善，同时每月定期对粉尘浓度进行测定并记录，对所有涉尘工作人员全部按规定发放了防尘用品。

以上是公司开展矿井防治水和一通三防工作专项检查落实情况，如有不妥之处请各位领导多提宝贵意见和建议，以便使我们在下一步的工作中做的更好。

谢谢大家!

2013年4月20日

矿井年度工作总结范文第5篇

1.矿压观测分析

在本研究中使用综采支架压力检测仪作为观测仪器,能够用于矿井工作面支架阻力检测分析。在整个测区布置过程中需要对首采工作面设置9条测线,分别为11#,22#,33#,44#,55#,66#,77#,88#,99#架。在具体观测过程中要求各个测线中每个支架需要安装综采压力记录仪,即尤洛卡,能够对首采工作面实现支架阻力监测,及时获得支架运行情况,需要每隔5分钟进行数据检测。在综采工作面中设置9条侧线进行宏观观测,包括首采工作面生产过程中的煤壁片帮情况,比如片帮的宽度,深度和割煤高度等,其对应架号,架上顶板,架前顶板以及架后悬梁的情况,比较典型情况做素描。

(1)直接顶初次垮落

面长154.7m工作面:直接顶初次垮落步距为16.95m左右。直接顶初次垮落期间工作面煤壁比较平直,局部煤壁有少量片帮,片帮深度一般在100～250mm,直接顶初次垮落过程中,其工作面支架阻力是比较平衡的,这种情况下矿压不明显,对于矿井安全生产影响不大。直接顶初次垮落过程中,支架最大阻力达到4754KN,额定阻力为95%,最小阻力为113KN,是额定阻力的2.2%左右,在来压过程中其工作总力平均为2562KN,为额定工作阻力的51.25%,来压支架动载系数在1.11～1.56之间,平均1.38。

面长104.7m工作面:面长104.7m的小面初采于2017年4月27日,当小面回采15～16m时,工作面直接顶基本垮落,煤壁片帮不明显,片帮深度在200mm～400mm之间,片帮宽度在400mm～800mm之间,片帮高度在500mm～800mm之间。直接顶初次垮落期间,支架工作阻力最大工作阻力为4272.82KN,为额定工作阻力的85.46%;来压过程中阻力平均达到2245KN,是额定阻力的44.9%,来压支架的动载系数介于1.08～1.39之间,平均1.28。整体矿压现象不明显,工作面情况较为稳定。

(2)基本顶初次来压

面长154.7m工作面:基本顶初次来压沿工作面方向并不是同时来压,基本顶初次来压是由32号到56号支架依次开始的,各个来压布局达到55m,逐渐由机头向机尾进行延伸,最大步距位于66号支架位置,其步距为57m,平均步距达到56.2m。基本顶初次来压过程中对于首采工作面支架阻力是呈现两头小,中间大的变化规律。

在来压过程中最大阻力为5057KN,是额定工作阻力的101%,最小阻力为113KN,是额定阻力大小的2.2%,来压过程中平均阻力为2958KN,是额定阻力59%,来压支架的动载系数介于1.15-1.63之间,平均系数为1.4。虽然来压明显,但其强度一般。

面长104.7m工作面:基本顶初次来压步距为35.6m～ 44.2m,平均约为41.5m左右。来压期间最大4555.31KN,是额定阻力的91%,在来压过程中平均阻力达到2748KN,是额定工作阻力的54%,支架的动载系数达到1.14～1.5之间,平均为1.38。基本顶初次来压期间,工作面顶板岩层有断裂声响,工作面煤壁片帮加剧,片帮主要在煤壁中上部,一般深度在300mm～600mm之间,片帮宽度在300mm～900mm之间,片帮高度在350mm～1000mm之间。工作面来压较为缓和,支架工作阻力偏小,并且来压强度不高,由围岩和支架构成相互作用的系统,具有较强的自承性和协调性。

(3)基本顶的周期来压

面长154.7m工作面:基本顶周期来压步距通常介于12.3m～18.4m之间,平均步距为15.9m,最大阻力为4649KN,是额定阻力的92.9%,在处于来压过程中其阻力平均达到3372KN,是额定阻力的67%,支架的动态系数介于1.15～ 2.14之间,平均为1.56。

面长104.7m工作面:基本顶周期来压步距基本定州西南亚的步距介于10m～19m,平均达到14m,在来压过程中工作阻力最高为498KN,是额定工作阻力的89%,在来压过程中平均工作阻力为2806KN,是额定阻力的56%,支架动态系数介于1.16～1.89之间,平均达到1.45。来压期间多处片帮明显,片帮深度在300mm～800mm之间,片帮宽度在400mm～1000mm之间,片帮高度在350mm～1100mm之间。

2.对首采工作面超前以及侧向支撑压力的观测分析

观测内容:具体包括首采工作面超前、侧向的支承压力影响范围以及最高位置和强度分析。

观测方法:单体柱接单体柱接圆图压力自动记录仪。

观测仪器:YTL-130型圆图压力自动记录仪(4台,2台备用)。

观测方法:从安设在超前单体液压支柱支设开始至撤柱为止连续观测,观测仪器采用圆图记录仪,每组测两柱。在超前工作面支设单体液压支柱2根,记录单体液压支柱压力变化情况。测点从确定安设的单体液压支柱支设开始至撤柱为止连续观测,分别记录支柱位置、距工作面距离、支柱载荷情况。1～2天采集一次数据。

观测仪器:应力传感器GZY60H型钻孔应力计(5台)。

观测方法:测站布置在2314综放工作面23142巷距切眼220m的实体煤处;其可用于首采工作面应力的分析。在监测过程中需要在2314综采工作面布置钻孔应力计,其型号为GZY60H型,巷距切眼沿位置为220m～240m,需要进行5个测点的布置,总共安装5台钻孔应力计。在回采工作面实体中,分别将5个测点每间隔5m进行设置,1号测点距离工作面的切眼距离为22cm,依次1,2,3,4,5号测点深度分别为3m,5m,7m,9m,11m。

(1)23141项超前支撑压力其一般影响范围介于35m,显著范围介于17m,峰值是在超前煤壁7.2m左右,此时支柱荷载可达到19兆帕。同时对于23142号巷超前支撑压力一般影响范围为30m,具有显著影响范围的位于16.5m,最大峰值是超前煤壁的6.8m左右,此时支柱载荷可达到15兆帕。在首采工作面前端35m外,此时超前单体柱具有稳定的压力,在初撑力前提下保持压力不变,这种情况下可判定工作面超前支护在首采工作面中。

(2)2314工作面侧向支承压力较明显影响范围为15m左右,侧向支承压力最大集中系数为1.71。

3.巷道表面位移变形观测

巷道表面为变形情况观测,在具体工作过程中观测数据了解工作面采动情况对于巷道变形产生的影响,基于此可用于分析巷道受采动影响的变化规律,进而可分析首采工作面采动对于巷道的影响范围,也能够为巷道现有支护强度评价以及超前支护范围提供有效的数据支持。可用于确定超前支护的范围和强度,在具体观察过程中处于采动影响下巷道的顶底板下沉量、两帮移近量(共2条巷道)。

观测仪器:测杆或顶板动态仪(6台),激光测距仪(2部),两把钢卷尺和一把皮尺,需要在23141巷道位置进行8个测点的布置,同时在23142巷道进行8个测站的布置。

(1)对于23141相对来说,由于其受采动影响区域位于工作面煤壁的68m位置,其中在24.48m为显著影响,平均距离12.13m是剧烈影响平均距离,最大顶底板移进量达139mm。对于顶底板来说,其变形主要为顶板下沉,顶底板最大移速度平均为13.75mm/d。两帮最大移近量平均为185mm,两帮变形主要以实体煤帮侧变形为主,两帮最大移近速度平均为18.9mm/d。

宏观观测回风顺槽在回采期间,巷道两帮及顶底变形量均不大,除在端头超前支护段顶煤较破碎外,其他地段两帮煤体较完整;顶板无明显冒落现象,支护效果较好。

(2)23142巷受采动影响距离平均在距工作面煤壁76.33m左右,其中显著影响距离平均为25.94m,剧烈影响范围平均为12.18m,最大顶底板移近量平均为267.6mm,顶底板变形主要以顶板下沉为主,顶底板最大移进速度平均为33.8mm/d。两帮变形是主要的内帮变形形式,两帮最大移进速度达到每天20.2mm。

宏观观测23142巷在回采期间,除在距开切眼60m处顶底板变形量较大以外,其他各个测点变形量均不大,60m处由于基本顶初次来压以及顶板长期在水中浸泡的影响,顶板整体下沉,由于首采工作面顶板上覆岩层含水层含水量较大,导致在初采过程中在回风侧端头超前支护段支护效果一般,建议矿方加强超前支护,以防止开采过程中,端头处顶板冒落引发安全事故。回采巷道基本没有底鼓现象发生,巷道收敛量及收敛速度较低,说明巷道支护强度较高,支护方式合理,除特殊情况下需注意加强支护外,基本能够满足安全生产要求。

4.首采工作面煤壁运移的变化规律

对于距离首采工作面煤壁和中央距离越近时,高度越高,始动时间越早,并且测点位置的位移变形越早,产生的位移量越大,该运移规律结果也从一定程度上验证了初次来压周期,来压过程中顶板和顶煤从首采工作面中部进行冒落,破碎,逐渐向两帮延伸的发展规律。

摘要：在本研究中以矿井西盘区首采工作面的矿压观测项目作为研究对象,针对该工作面矿压规律,顶板岩层的结构设计和运移规律,矿山压力动态变化规律对于矿井工作面安全生产的重要性,同时能够为后续工作面层面布置,巷道支护结构设置,回采控制等多个方面提供重要的矿压设计基础,为实现矿区安全生产提供保障。

关键词：首采工作面,矿压规律,支架工作阻力

参考文献

[1] 李想,马洼,李红友,苏桂虎.高地压矿井首采工作面矿压规律实测研究[J].中国煤炭,2012,38(02):65-69.

矿井年度工作总结范文第6篇

111019综采工作面位于月亮田矿南一采区南翼, 属近距离煤层群开采首采层, 上履为6#煤层, 煤厚平均2.6m, 6#层与10#层垂距20m;下履为12#层 (突出煤层) , 煤厚平均3.2m, 12#层与10#层垂距为18m。该面布置在10#煤层中, 煤厚平均为1.5m, 煤层倾角平均为9o。该工作面距地表垂深为635.8~777.0m, 从回采开始到结束, 该面瓦斯涌出在7.25m3/min~94.58m3/min范围内, 开采期间主要瓦斯来源于上下临近煤层。其通风方式为U型全负压通风, 采煤方法为走向长壁后退式回采, 采煤工艺为综合机械化采煤, 全部垮落法管理顶板。

二、面瓦斯治理方案

(一) 风排:

工作面配风量为1200m3/min~1550m3/min;其风排瓦斯为6.40m3/min~10.80m3/min (回风风流瓦斯浓度在0.94%以下) 。

(二) 上隅角留管抽放:

上隅角敷设两趟Φ250mm瓦斯抽放管, 从切巷上隅角往外每隔30m安设一个三通, 抽出瓦斯纯量为3.0m3/min~10.68m3/min (抽放混合量为26.2m3/min~79.00m3/min, 抽放浓度为2%~14%) 。

(三) 本煤层钻孔抽放:

即在工作面运输巷、回风巷煤壁从设计停采线往里按每隔2m施工一个本煤层钻孔直至切巷, 该钻孔在巷道掘进时进行施工, 每个钻孔施工结束后立即联网进行预抽, 本煤层钻孔在预抽初期瓦斯浓度为60~100%, 工作面回采后本煤层钻孔停止抽放。

(四) 高位抽放巷抽放:

即在上临近层6#煤层靠回风侧布置一条断面为5.5m2的高位瓦斯抽放巷, 该巷与工作面回风巷的水平投影距离和法线距离分别为17.5m和20m (见图一) 。在高抽巷开口点往里3~10m巷道顶板完好段设置密闭, 并在密闭内安设2趟Φ350mm瓦斯抽放管进行抽放, 抽出瓦斯纯量3.88m3/min~81.92m3/min (抽放混合量为145m3/min~195m3/min, 抽放浓度为2%~45%) 。

三、经验总结

(一) 回采过程中瓦斯来源分析。

1、经过现场实测, 111019综采工作面老顶初次来压前平均瓦斯涌出量为7.1 m3/min, 本煤层瓦斯涌出量伴随着风流排出地面, 只能靠通风的方法解决。2、随着工作面的向前推进, 采空区的顶板开始活动, 工作面的瓦斯涌出量逐步增加, 顶抽巷抽放瓦斯纯量由3.68m3/min增加到94.58m3/min[瓦斯浓度由2%上升到47% (见图二) , 随后顶抽巷瓦斯浓度保持在35%左右, 抽放负压在20~45mmHg (顶抽巷抽放混合量在180m3/min左右) ]。

通过对111019采面回采期间顶抽巷瓦斯浓度的现场实际观察, 顶抽巷抽放瓦斯浓度从初采开始逐步升高, 最后达到峰值 (47%) 后逐步下降稳定在35%左右。初采期间的抽放量根据瓦斯浓度变化情况进行逐步调整, 然后保持在一个稳定值, 对提高采面抽放率有一定的作用。

(二) 抽放负压对对抽放的影响。

1、通过调整顶抽巷和上隅角抽放负压, 观察回采期间顶抽巷和上隅角的抽放参数发现, 抽放负压的提高, 抽放量相应的增加, 但当抽放负压达到一定值后抽放量不再增加反而降低, 抽放瓦斯浓度也相应的降低。造成抽放浓度降低的原因是受开采层的采动影响, 顶抽巷与采空区存在裂隙通道, 采空区瓦斯通过裂隙通道经顶抽巷抽出, 但当顶抽巷抽放量增大到将采面采空区瓦斯大量抽出后, 顶抽巷抽放瓦斯浓度降低;上隅角抽放负压的提高, 抽放量相应的增加, 抽放量增加到一定值后, 上隅角风流直接向采空区流动, 抽放浓度降低。因此顶抽巷和上隅角合理抽放量是大于或等于采空区瓦斯补给量 (采空区瓦斯涌出量是一个衡定值) , 抽放量不宜随意增大, 故抽放负压也应是一个合适的值。2、提高顶抽巷抽放负压时, 由于顶抽巷密闭漏气量增加也是造成高负压抽出低浓度瓦斯的另一主要原因;对于提高上隅角抽放负压, 抽放量的增大会产生将采面风流吸入上隅角采空区, 也是造成上隅角留管时, 抽放负压高时瓦斯浓度降低的主要原因。

(三) 瓦斯治理总结。

1、回采期间抽放:该面回采期间采取上隅角留管和顶抽巷埋管抽放, 顶抽巷主要是抽放上临近层 (6#煤层) 裂隙带和采空区本煤层及下临近层 (12#煤层) 涌向采空区的瓦斯, 提高顶抽巷抽放量直接作用是减少采空区向工作面和上隅角的瓦斯涌入, 同时减小采面用风。2、如果将顶抽巷的抽放量进一步增加, 顶抽巷抽放将改变上隅角的风流流向, 即可将上隅角抽放停止, 同时大大减少采空区向工作面的瓦斯涌入。3、本煤层钻孔预抽:是减小回采期间回风流瓦斯浓度最有效的措施和防突措施, 在生产过程中必须落实好本煤层钻孔区域性预抽瓦斯。4、风排瓦斯:风排瓦斯的方法已不适应突出矿井治理瓦斯的安全生产, 所以建议采面回采过程初期观察采面的风排瓦斯量来确定回采期间采面用风量, 这样既可合理利用风量, 还可以增加矿井及井下工作人员的安全系数。

四、经验及教训

(一) 采面通风断面较小, 而采面风速过大, 导致增加采面风流流经采空区, 将采空区瓦斯带到上隅角, 很容易在采面上隅角积聚瓦斯, 因而上隅角需增加抽放量来防止采面上隅角和采面回风流瓦斯超限。

(二) 上隅角抽放瓦斯浓度不高, 浪费抽放资源, 不适应安全高效矿井的发展要求。

(三) 由于采面上隅角属于半封闭式抽放, 对于半封闭式抽放来说需大管径, 低负压。采面上隅角使用10寸抽放管, 应将上隅角抽放管管径增大到14寸。

(四) 采面通风断面较小, 而采面风速过大, 在割煤时煤尘容易飞扬, 造成工作环境较差, 同时煤尘飞扬不利于生产安全。

摘要：主要介绍月亮田矿111019综采工作面瓦斯涌出情况和该工作面回采期间的瓦斯治理技术及取得的成功经验。

关键词：近距离煤层群,综采工作面,瓦斯治理,经验

参考文献

[1] 张国枢.通风安全学.徐州:中国矿业大学出版社, 2000.