2019年度重大安全风险管控措施.docx

潞宁孟家窑煤业重大安全风险 管控措施 潞宁孟家窑煤业有限公司 二〇一九年度 目 录 第一章 综采工作面初采期间倒架专项管控措施1 第二章 综采工作面收尾、回撤专项管控措施3 第三章 综采工作面过地质构造专项管控措施7 第四章 11绞车专项管控措施13 第五章 架空乘人器专项管控措施17 第六章 采煤机制动器失效下滑专项管控措施20 第七章 储装运栈桥皮带专项管控措施23 第八章 大坡度运输预防断带专项管控措施27 第九章 防止综采工作面采空区自燃发火专项管控措施30 第十章 防止综采工作面上隅角瓦斯积聚专项管控措施42 第十一章 防尘专项管控措施46 第十二章 供电系统重大安全风险专项管控措施51 第十三章 水害重大安全风险专项管控措施52 第一章 综采工作面初采期间倒架专项管控措施 1、 顶板 1、2号煤直接顶类别为1～2类，即为不稳定～中等稳定顶板。基本顶级别属于Ⅰ级，来压不明显。工作面直接顶初次垮落步距8m左右，工作面老顶初次来压步距为19.2～23.2m，周期来压步距为6m～13.2m，顶板随采随落。 2、5号煤直接顶类别为1～2类，即为不稳定～中等稳定顶板，来压不明显。工作面推进至15m左右时直接顶初次垮落，老顶初次垮落步距约为40m,老顶周期来压步距约为20m,由于工作面顶板为中硬-坚硬顶板，老顶来压预计不明显，顶板随采随落。 二、重大安全风险因素如下 11505工作面初采期间易发生倒架伤人事故，由于2、5煤煤质松软，顶煤不易保留，初采期间易使顶煤漏空，回采时容易使支架咬架、倒架，造成人员伤亡。 三、防范措施 1、第1、2、3号支架之间用防滑、防倒油缸进行连接，移架后调整支架顶梁和尾部防止下滑。防倒油缸安装在顶梁上，防滑油缸安装在尾梁上。 2、及时调整支架的结构和支架状态；强化支架的管理与正规操作，严格工程质量管理。 3、使用好液压支架本身的侧护板千斤顶和支架底调千斤顶及时调整支架。 4、及时调整工作面伪斜，保证伪斜角5-8。 5、加强工作面支架工程质量管理，严格按标准施工。 6、严格控制采高，杜绝超高采煤。 7、加强工作面顶板管理，防止发生顶煤掉落现象，防止顶梁上方空顶。 8、工作面支架间的间隙不超过150mm；禁止发生挤架现象。 9、工作面支架必须垂直煤壁；调整时支架仰俯角不得超过7。 10、相邻两支架顶梁相错不得超过侧护板厚度的2/3。 11、移架时，应由两人配合操作，观察相邻两支架的顶梁、尾梁和侧护板，防止出现咬架、挤架、歪架现象。 12、调整工作面伪斜时，每调整一个大循环后必须推采2～4个正规循环，及时调整支架方向，保证支架垂直于前部刮板输送机。 四、处理措施 1、首先观察清楚挤架、歪架、咬架、倒架的现场情况，根据现场情况采取可行性措施进行处理。 2、处理时不少于3人操作，其中一人操作支架，一人配合调架，另一人监护并观察支架顶梁和尾梁，防止操作时出现咬架，发现操作失误立即停止作业，待重新观察作出正确判断后再进行施工。 3、处理前，应停止前、后部刮板输送机，并停电设专人看管，应当将上下相邻支架的总片阀打到“零”位；必须对上下支架进行二次补液，保证初撑力满足要求。 4、处理时，由经验丰富的移架工进行操作，跟班队干或班组长盯在现场负责安全操作。 5、处理时，使用相邻两架支架的顶梁侧护板和尾梁侧护板，通过摆动尾梁、升降支架调整支架状。 6、当支架出现挤架时，选取间隙较大的支架开始施工，移架时使用好每个支架的顶梁侧护板、尾梁侧护板和底调，调整每个支架的架间距，保证架间隙符合规定。 7、当支架出现咬架时，在咬架的支架上方先选取架间隙较大的支架开始移架，调整支架的架间隙。施工到咬架的支架时，要使咬架的支架上下两组架间隙足够大，采用单体支柱配合上顶上方的支架，收两组支架的侧护板千斤顶，当拉开支架间隙后及时升架，使支架顶梁平整。 8、当支架出现倒架时，向下倒架采取自上而下施工，要先从倒架上方选择支架间隙大的支架开始移架，移架时使用底调千斤顶和顶梁侧护板千斤顶，相互配合调整所倒支架；卸载该支架移架的同时，给前后侧护板千斤顶供液，同时收上一支架的侧护板，使支架顶梁、尾梁上移，升架前给上一支架底调千斤顶供液，向下顶推其底座，使支架底座下移调整支架。向上歪斜施工方法相反。 9、出现倒架、咬架、挤架的情况补充专项的安全技术措施。 10、未尽事宜，请严格执行煤矿安全规程中的相关规定。 第二章 综采工作面收尾、回撤专项管控措施 一、顶板 1、2号煤直接顶类别为1～2类，即为不稳定～中等稳定顶板。基本顶级别属于Ⅰ级，来压不明显。工作面直接顶初次垮落步距8m左右，工作面老顶初次来压步距为19.2～23.2m，周期来压步距为6m～13.2m，顶板随采随落。 2、5号煤直接顶类别为1～2类，即为不稳定～中等稳定顶板，来压不明显。工作面推进至15m左右时直接顶初次垮落，老顶初次垮落步距约为40m,老顶周期来压步距约为20m,由于工作面顶板为中硬-坚硬顶板，老顶来压预计不明显，顶板随采随落。 二、顶板重大安全风险因素如下 11201、11506工作面收尾及回撤期间，由于2、5煤直接板为不稳定～中等稳定顶板，期间易发生顶板事故，造成人员伤亡。 三、防范措施 1、综采工作面收尾期间的顶板管理措施 （1）收尾阶段，严禁放煤且必须要掌握好采高（2煤采高不得大于2.8m，5煤采高不得大于3m）,保证顶底板平整，坚持正规循环，循环进度平衡。在割煤前进行联网，并将联好的网折回拉展挂在支架顶梁下方，防止采煤机割煤时扯网。工作面金属网必须与顺槽的金属网搭接，并按短边联网要求连接好。铺、联网之前必须停止工作面刮板运输机和采煤机，并闭锁开关。拉架前，要把顶梁下方挂设的金属网提前放下，并在拉架时注意支架顶梁的其它部件挂网、扯网。铺网推进期间不准带压移架。 （2）工作面最后15m（根据刀数调整，不得小于15m）开始铺设金属网铺，前3刀铺设单层网，铺设第一道网时，利用3.5米长的单体柱和半圆木配合上网。从第3刀后整个工作面开始铺设双层网，直到停采线。当工作面割完第4刀煤后，开始铺设第1根钢丝绳，钢丝绳直径为21.5mm，间距0.8m，直到停采线。 （3）网片连接要求金属网的长边对长边，短边对短边搭接，孔孔相联，长边搭接长度为200mm，金属网短边搭接300mm， 搭接采用16铁丝扎紧，采用双丝双扣梳辫法孔孔相连，并不得少于3扣。 （4）铺设钢丝绳要求①钢丝绳的断丝不得大于1/3，锈蚀严重或不能取直的一律不得用；②钢丝绳铺设要直，互相平行，每割0.8m铺设一根钢丝绳，钢丝绳应从工作面端尾向端头依次与金属网连接，每根钢丝绳用联网铁丝把钢丝绳和金属网绑扎在一起，绑扎间距是300mm，严禁从两头同时向中间进行绑扎；③当钢丝绳不够长时，中间搭接不小于0.8m，并用4个配套绳卡将绳头卡牢，绳卡要均匀（绳卡间距200mm）；④钢丝绳两头每头至少余5米以上，两顺槽的钢丝绳固定在煤帮打设的专用锚杆，专用锚杆尺寸φ22*2400mm树脂锚杆，锚杆距顶200mm，钢丝绳用3个配套绳卡卡牢。 （5）割最后后四刀煤，只割煤不移架，其工艺为割煤护帮板管理顶板铺设金属网打锚杆（索）摘连接头推溜（单体柱配合）清煤 （6）割最后四刀打锚杆（索）时，顶板完好时可一次割通后再打设锚杆（索）；若顶板不完好严禁一次割通后再打锚杆（索），以防止漏顶，每割30m，开始打一次锚杆（索）。一次割煤距离可根据顶板完好情况可以做适当调整，且最后一刀煤必需按每割30m打设一次锚杆（索）。 （7）割最后四刀煤要求①停止移架后，所有支架前后柱必须达到额定初撑力，即24Mpa，所有支架不得串漏液；②最后4刀煤按要求打设顶锚索（杆）并保证其支护效果（锚索拉拔力250KN，锚杆预紧力300N.M）；③收尾期间，进入锚杆锚索施工段时，必须将锚杆锚索打设完毕后，方可开机割煤；④最后4刀煤，司机在割煤过程中密切观察顶板及煤墙压力及破碎情况，发现压力增大或顶板破碎要停止割煤，汇报调度室和队部，由现场勘测及会议讨论形成方案进行处理。 （8）最后四刀煤割煤完成后，用单层塑料网将工作面的煤墙包住，打设护帮锚杆，为撤架创造条件。护帮锚杆间距为1.0m，排距为1.0m，帮锚杆共需打设4排，锚杆布置距顶200mm、距底100mm，并与煤墙成垂直。锚杆采用杆体为Φ22左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为335号，长度2400mm，杆尾螺纹M24，锚杆托板采用强度配套的拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈，托板尺寸为15015010mm。锚杆打设及验收标准同掘进工作面相同。 （9）割完最后四刀及对煤墙支护完成后，要及时对空顶进行加强支护，采用单体柱配合3.5米的两面平，每隔15m打设一架单体棚进行支护。微降前立柱，将两面平一端置于顶梁上，另一端用单体柱紧贴煤墙进行逼帮支护。打设煤壁棚要根据顶板及煤壁的现场实际情况，单体棚间距可以做适当调整，顶板或煤墙不好时，可适当调密单体棚的打设，每3m打设一组。 2、回撤期间的顶板管理 （1）设备回撤顺序前大溜机尾→采煤机组解体和回撤→前刮板输送机→端头支架（回撤端头支架前，需要先把运输顺槽的皮带、电气列车及电缆先回撤完毕）→从1液压支架向123液压支架回撤→回撤工作面的所有绞车及轨道等。 （2）回撤前的顶板管理回撤前要全面检查风运两巷和工作面的顶板状况，以及起吊点周围的顶板完好情况，确保工作面的顶板完好，对于顶板不好的地点必须根据实际情况，采取有效的支护，确保回撤期间安全。 （3）回撤期间的顶板管理①回撤后运输机尾时，要对影响回撤后运输机尾的单体柱进行替柱，替柱时一定要坚持先支后回的原则；②支架回撤过程中，要及时对新暴露的顶板进行维护，具体方法是随着支架前移，人员从相邻架的前立柱间将木柱窜入，在工作面收尾时铺设的钢丝绳下面，紧靠正常架分别打上一根木柱，待支架回出后，在被回出支架原顶板下的钢丝绳下面打上一排木柱。每排木柱要求3到5根。③回撤支架时，必须坚持先支后撤原则，逐架回撤放顶，每出现三排点柱，回撤最里一排点柱。待回支架里帮与下沉至底板的顶板间距控制在为5m，架子、点柱空顶距不得超过2m，防止出现大面积跨落，回架窝头顶板不能及时跨落时，要将窝头内影响顶板下沉的木柱进行人工回撤。 （4）回撤过渡架时的顶板管理在开始回撤端尾倒数第4过渡架时，要将回撤的最后1组中间架安在4过渡架外帮支护顶板。在回撤2过渡架时，要在2过渡架子处根据现场空间打设1个木垛，支护顶板，不致于顶板下沉将1架子压死。1架子紧跟2其后然后撤出，再将最后1组中间架撤出。 （5）回架后回风、运输顺槽顶板管理①全部支架回撤后，要在回风顺槽与煤墙交界处打设1个3m见方的木垛；②在回风、运输顺槽与切眼和运输顺槽密闭位置中部打设一个3m见方的木垛。 第三章 综采工作面过地质构造专项管控措施 一、顶板 1、2号煤直接顶类别为1～2类，即为不稳定～中等稳定顶板。基本顶级别属于Ⅰ级，来压不明显。工作面直接顶初次垮落步距8m左右，工作面老顶初次来压步距为19.2～23.2m，周期来压步距为6m～13.2m，顶板随采随落。 2、5号煤直接顶类别为1～2类，即为不稳定～中等稳定顶板，来压不明显。工作面推进至15m左右时直接顶初次垮落，老顶初次垮落步距约为40m,老顶周期来压步距约为20m,由于工作面顶板为中硬-坚硬顶板，老顶来压预计不明显，顶板随采随落。 二、顶板重大安全风险因素如下 11201、11506、11505工作面回采期间过地质构造，由于2、5煤直接板为不稳定～中等稳定顶板，期间易发生顶板事故，造成人员伤亡。过地质构造期间要严格按照综采工作面过地质安全技术措施执行。 三、过地质构造期间放松动炮的施工工艺 1、根据工作面的推进情况，依据工作面揭露构造实际情况，按照推进方案提前准备炸药雷管。 2、严格执行“敲帮问顶”制度，打眼前要注意观察顶板情况和煤壁片帮情况，及时处理顶部的浮矸和易掉落的矸石；工作面施工区域及时打开护帮板，贴紧煤墙，严禁空顶作业，作业时要有专人监护。 3、过构造期间，顶板破碎时，必须严格执行“降低采高，超前移架”，采煤机下滚筒割煤通过时，支架必须紧跟采煤机移出，打好护帮板。 4、采煤机停至放炮点40米以外支护可靠地点，当班电工将工作面所有设备必须停电闭锁，并将采煤机和前溜电机的上一级电源断电闭锁，严格执行停送电由专人负责。 5、用废旧皮带保护好放炮点前后20米内的支架立柱、液压管、通讯电缆和动力电缆，防止爆破时崩坏。 6、接好打眼所需的风管、水管、风钻等用具，在需要爆破的位置开始打眼、装药、连线、爆破。期间严格按照打眼说明、装药说明、连线说明、爆破说明和炮眼布置图及说明书执行。 1）打眼说明 a、打眼前，先检查风钻及风、水管路情况。重点是润滑、活接连接、风水管路是否畅通、风管不得有跑漏风现象。当确信无问题时方准使用。 b、打眼由四人一组，三人操作，一人掌握安全。 c、打眼时，钎子不准上下左右移动，以免造成闷气断钎伤人。 d、打眼时，风钻前方不准站人，工作人员衣袖口要扎紧，并系好钮扣。 e、钻工要在风钻一侧，不要两腿夹住钻，也不准手握风钻钻腿，只能手握把手，用力要均匀适当，防止断钎伤人。 f、风钻必须定人、定机，而且不准上下重叠布置。 2）装药说明 a、装配炸药时，必须遵守以下规定 ①严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度，装配引药必须在顶板完好、支护有效、避开电气设备和导电体的放炮地点附近进行。严禁坐在炸药箱上装配引药。装配引药数量，以当时当地需要的数量为限。 ②装配引药时，必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。 ③电雷管只准从药卷的顶部装入，不得用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷中或捆在药卷宗上。 ④电雷管插入药卷后，应用脚线将药卷缠住，以便把电雷管固定在药卷内，还必须扭结电雷管脚线末端。 ⑤用掏勺或用压缩空气清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接，潮湿有水的炮眼应用抗水性炸药。 b、炮眼深度，封泥及封泥量必须符合煤矿安全规程的有关规定 ①炮眼封泥应使用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用黏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、块状材料或其它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。严禁明火放炮和放糊炮。放炮必须使用放炮器。 ②炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破。 ③炮眼深度在0.6m---1m时封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。 ④工作面有两个或两个以上的自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中不得小于0.3m；炮眼间距根据现场岩石硬度调整，岩石为砂岩时采区500*500mm间排距，岩石硬度降低调整炮眼间距可加大，但间距不能超过800mm。浅眼装药爆破大岩石块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m；眼数较多时分多次爆破。 c、有下列情况之一者，都不准装药、放炮 ①采煤工作面控顶距离不符合作业规程规定，或者支架有损坏，或者留有超过规定伞檐时。 ②装药前和放炮前，都必须检查瓦斯，如果放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.5时。 ③在放炮地点20m以内，有未清除的煤矸或其它物体阻塞1/3以上断面时。 ④炮眼内发现异状，温度骤高骤低，有明显的瓦斯涌出、煤岩松散、有出水征兆和透老空等情况时。 ⑤炮眼深度、封泥及封泥量不符合规程要求时。 ⑥炮眼内煤、岩粉未清除干净时。 ⑦不使用水炮泥时。 ⑧放炮母线长度不够，或有明线接头未作处理时。 ⑨放炮地点附近的工具、电缆、管子等设备未进行可靠保护时。 ⑩各路警戒未按规定地点设好，交待好，不严格执行“一炮三检”制度时。 3）连线说明 放炮母线和连接线，必须符合下列要求 ①放炮母线应采用铜芯绝缘线，严禁使用裸线和铝芯线。 ②电雷管脚线和连接线、脚线和脚步线之间的接头，都必须扭接，并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、刮板运输机等导电体相接触。 ③使用放炮母线，应随用随挂，固定缠好。 ④放炮母线、连接线和电雷管脚线必须互相扭接并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、刮板运输机等运输设备及其他采掘机械等导电体相接触。放炮母线同电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在一同侧时，放炮母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的悬挂距离。 ⑤只准采用绝缘母线单回路放炮，严禁用轨道、金属管、水或大地等当回路。 ⑥放炮前，放炮母线须扭结成短路。 ⑦放炮母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准放炮员一人操作，并且必须持证上岗。 ⑧在放炮地点，放炮员进入时、撤离时，必须保证母线在通电放炮前后处于扭结状态。 ⑨发爆器的把手，钥匙，必须由放炮员随身携带，不得转交他人。不到放炮通电时，不得将把手或钥匙插入放炮器。放炮后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。 4）爆破说明 a、炸药煤矿2许用乳化粉状炸药，规格为Φ35200mm，质量为0.2kg b、雷管1-5段毫秒延期雷管（最大延期不得超过130毫秒） c、起爆器MFB-200矿用隔爆型 d、放炮母线2芯放炮母线 e、装药方式正向装药 f、封孔要求封孔使用炮土封实，封泥量不小于0.3m。封泥不足的炮眼严禁爆破，严禁用煤粉、块状材料作封孔材料。 g、联线方式串联 h、放炮一次放炮炸药量不超过40kg，一次装药一次起爆。 i、炮眼间距及装药量应根据工作面构造揭露情况进行调整。 j、放炮前，所有人员必须全部撤出工作面，在上下端头设置安全警戒，人员进入运回两巷，且全部工作人员必须撤至距工作面安全距离直巷道不少于150m，拐弯巷道不少于100m以外的安全地点设好警戒，并拉好警戒带，放炮员必须最后离开爆破地点；班组长清点人数，全面检查，待一切确认无误后，方准下达放炮命令。放炮员接到放炮命令后。必须先发出放炮警号，且至少等5秒，方准放炮。 k、工作面可采用分组装药，但一次装药必须一次起爆。 l、放炮后，等工作面的炮烟被吹散，放炮员、安瓦员和班组长必须巡视放炮地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、瞎炮、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。 m、通电以后装药炮眼不放时，放炮员必须先取下把手或钥匙，并将放炮母线从电源上摘下，扭结成短路，再等至少15分钟，才可沿路检查，找出不放的原因。 n、处理拒爆（包括残爆），必须在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕。如当班未能处理完，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。处理瞎炮时，必须遵守以下规定 ①由于连接不良造成的瞎炮，可重新连接放炮。 ②在距瞎炮眼至少0.3m处另打同瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药放炮。 ③严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出电雷管；严禁将炮眼残底（无论有无残余炸药）继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药，严禁用压风吹拒爆（残暴）炮眼。 ④处理瞎炮的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管及炸药，放置于安全地点。 ⑤在瞎炮处理完毕以前，严禁在该地点同时进行处理瞎炮无关的工作。 7、爆破后，采煤机按照正规循环的割煤方法进行割煤作业，当采煤机进入爆破区域时必须带压擦顶移架，及时拉超前架。 8、过地质构造区期间对支架、单体柱的初撑力、工作阻力、顶板来压等情况进行观测，并及时将现场情况反馈至值班室，由值班室将汇总情况报矿调度室、生产科等部门；同时对工作面围岩破碎、松软程度实时观测，将情况报值班室，由值班室报地测科。 四、过地质构造期间的顶板管理要求 1、工作面支架初撑力达到24MPa，符合要求。 2、工作面过构造时，应根据工作面及两巷构造情况，进行挑顶或卧底，减缓构造处巷道或工作面倾角。 3、煤岩壁要浅打眼、少装药、超前放震动炮，对顶板进行超前支护，减少片帮冒顶现象发生。 4、增加回风顺槽超前支护强度，确保支护不少于30m，在构造区域顶板必须进行铺网，防止漏顶。 5、过构造期间，工作面构造区域要控制好采高。 6、工作面过构造时，应注意构造水的透出，坚持“有疑必探、先探后采”的原则。 第四章 11绞车专项管控措施 一、概述 潞宁孟家窑煤业公司辅助运输系统对单绳缠绕式提升机做出了重大风险源评估，针对大坡度的绞车运输，保证11采区轨道上山安全运输，特制定专项安全技术措施。 二、单绳缠绕式提升机（11绞车）重大风险源辨识 1、 人为因素造成的过卷、断绳跑车重大事故。 （1）事故案例原先主斜井机轨合一的巷道在进行运输作业上行时，绞车司机瞌睡、打盹儿将车盘拉上猴车机头，及时发现才遏制了这场事故的扩大化。 延伸到11绞车如何预控该事故 ①配备2名绞车司机，夜班期间可以挺行对方不要瞌睡、打盹儿。 ②11绞车装有过卷保护。及时司机睡着后，过卷保护起到作用，绞车及时停车。 ③定期对过卷保护进行测试 （2） 事故案例11绞车在下运至下部车场时，由于绞车司机瞌睡、打盹儿造成滚筒上的钢丝绳发生过抖绳事故。 预防措施 ①11绞车装有松绳保护以及在程序中设定运行至快到下部车场能自动减速。 ②建议是否可以在绞车滚筒下方装设类似传感器的配件（红外线感应）一旦钢丝绳松离滚筒，及时停车，配合松绳保护起到双重保护作用。 （3） 事故案例11绞车在下运过程中，轨道巷未安设照明给运输作业带来极大隐患，由于道岔未打到正确位置发生过串车误入车场的事故，发生过串车挂住挡车栏的事故。 预防措施①轨道巷尽快完善照明，给跟车工一个良好的作业 环境。下运时，可时刻注意前方运输状况。②各车场的警戒工要时刻注意道岔指向方向、挡车栏开闭状态。③现阶段挡车栏联动正在调试中，实现联动后，如果绞车在运行过程中挡车栏未正常开闭，即使控制系统中设有反应距离，但万一跟车工与绞车司机配合缓慢没有及时停车，导致串车挂住挡车栏时，绞车控制回路中过载保护就会起作用，绞车停止运行，不至于拉断钢丝绳。（旧井曾经发生过在运输支架过程中，钢丝绳挂住挡车栏导致断绳跑车事故） 2、 电气、机械设备故障以及外界因素造成的过卷、断绳、跑车重大事故。钢丝绳断绳事故主要原因是松绳、跑车、过卷、钢丝绳强度降低、操作失误等。 （1） 断绳类型主要可能有过卷断绳、抖绳断绳、锈蚀断绳、疲劳断绳（钢丝绳在摩擦轮、天轮处的弯曲，产生弯曲应力，而产生疲劳，拉伸损坏。长时间的反复弯曲，使钢丝绳疲劳强度降低）、冲击和振动断绳（钢丝绳在使用中经常承受各种冲击和振动，主要有以下几种①松绳引起的冲击。②过卷造成的冲击。③紧急停车时，减速度过大造成的冲击和振动。在冲击力大于钢丝绳的强度时造成断绳）。 事故预防加强钢丝绳的检查、维护工作，对提升钢丝绳做好定期试验。定期调头、剁绳头，可以改变钢丝绳受力、磨损、锈蚀部位，消除隐患。即延长了钢丝绳寿命，又减少事故，提高可靠性。 （2） 提升机过卷的主要原因 ①深度指示器失效，对于机械式深度指示器主要是齿轮传动轴断裂， 传动齿轮滚键不咬合，销子断裂，离合器未合好等故障造成。 ②提升机安全防护装置失灵，限速保护装置失灵，过速保护装置失灵，提升机自动减速及警示装置失灵。 ③提升机制动装置失灵，提升机液压制动系统故障，回油路堵塞，造成制动器不能抱闸。 事故预控①检查提升机的各种安全防护装置，确保动作可靠，采用先进的电控装置和完善的软件系统，防止设备和编程造成的过卷和过放事故。②提高提升机制动装置的可靠性，减少提升机液压制动系统故障。定期更换泵站油脂，大型检修时对盘闸的回油管路进行清洗，必要时进行更换。③定期对11绞车的各种安全保护装置进行测试，勤检修、发现故障及时进行处理。 （3） 跑车的主要原因 ①制动力不足、制动失灵或不进行制动，造成溜罐跑车事故。 ②电控系统缺陷，电气设备故障，没有及时发出制动指令，造成跑车 事故。 ③钢丝绳断裂造成跑车事故。 ④调整钢丝绳绳头不当而造成跑车事故。 ⑤管理、维护不到位或操作失误造成跑车。 事故预控①选择安全可靠的液压制动系统，所有液压管道均采用不锈钢管，防止钢管锈蚀，造成的油路堵塞。在维护过程中注意观察液压油的变化，及时清理油内的杂质。②提升采用恒减速液压制动系统，可有效防止钢丝绳松绳断裂造成的跑车事故。特别是对于提升较大件，在满足下放大件紧急制动要求时，提升大件的紧急制动减速度必然大于自然减速度，极易造成松绳、断绳跑车事故，这样必须使用恒减速液压站来满足制动要求。③调整钢丝绳时必须按规定方法使用定车装置。④钢丝绳调整工作，必须编制施工方法，制定安全措施，经审批核准后，交由施工人员讨论贯彻，方可施工。 3、其他事故防治 （1）防电机烧坏①电机装有温度保护。②定期检测电机的绝缘性能，检修维护管理要到位。 （2）防逆向保护当绞车运行方向与给定不一致时，作用于安全制动。 （3）防过速保护为防止速度过快，在绞车控制回路内设提升超速保护，当绞车速度超过设定的最大速度时，绞车紧急停车。 （4）限速保护在绞车控制回路内设绞车限速保护，以防止过卷等重大事故的发生。 （5）减速功能保护当矿车到达设计减速位置时，能示警并开始自动减速。 （6）过流和欠电压保护当绞车供电回路发生过流或失压或欠压时，控制回路内的过流或欠压继电器动作，绞车紧急停车。 （7）深度指示器失效保护当指示器的传动系统发生故障时，能自动断电使提升机紧急停车。 （8）闸间隙保护为不致使制动时的空动时间加长，制动力下降，当闸间隙超过规定值时，能自动报警或自动断电。 第五章 架空乘人器专项管控措施 一、概述 潞宁孟家窑煤业公司辅助运输系统对架空乘人器做出了重大风险源评估，针对大坡度的猴车运输，保证上下人员的生命安全，特制定专项安全技术措施。 二、架空乘人装置（猴车）重大风险源辨识 猴车主要用于运送人员，导致的事故类型有机械伤害、触电、掉绳、抱索器松动、吊座翻翘、断绳、过速飞车事故等。 1、机械伤害 机械伤害主要发生在托绳轮、电机与减速器对轮处、机头与机尾驱动轮等转动和运动部位。其原因是架空乘人装置乘坐人员或检修人员,不注意自我防护或不按规定操作、乘坐,其肢体,所穿衣物、携带的物品与架空乘人装置转动或运动部件直接接触,引起的夹击、碰撞、卷人等形式的伤害。机械伤害事故可能造成人体的伤害。 2、触电事故 触电事故主要发生在供电线路、电控开关、按钮、电机等部位。造成触电的主要原因是不按规定操作电气设备，检修电气设备不停电，误操作引起短路，人体过于靠近带电体，电缆绝缘老化,造成电弧烧伤、电流灼伤等。 3、掉绳事故 掉绳事故主要发生在架空乘人装置的机头与机尾驱动轮巷道变坡点的托绳轮处。易造成吊座拖地运行、钢丝绳夹在拖绳轮与支架间或钢丝绳打在托梁上,致使吊座聚集、掉座,影响架空乘人装置的正常运转和造成乘坐人员的摔伤。掉绳事故发生的原因有钢丝绳张紧力下降、托绳轮安装偏离钢丝绳中心、压绳轮安装不到位、吊座受外力作用翻翘。 4、掉座事故 掉座事故的主要原因是吊椅抱索器松动、损坏或抱索器与吊椅之间的连接螺拴脱落。掉座事故易造成乘坐人员摔伤。架空乘人装置沿线均可能发生掉座事故。 5、抱索器松动 抱索器松动的主要原因是钢丝绳由于受力直径变细或抱索器卡爪松动。抱索器松动容易造成吊座沿钢丝绳方向向下滑动,致使多个吊椅挤在一起或掉座。 6、吊椅翻翘 吊椅翻翘的原因乘坐人员在上下车或乘车途中动作不规范,致使吊椅前后或左右摆幅过大,吊杆与托绳轮碰撞,将吊椅翘起，乘坐人员违反规定携带超长、超宽、超重物件,将乘坐人员和吊椅顶起,引起翻翘，吊椅通过安装不合格或不完好的托绳轮时，易造成吊椅上翘。 吊椅翻翘事故还可引起掉绳、造成吊椅和托绳轮等设施的损坏,严重时可能引起断绳事故。 7、断绳事故 断绳事故的原因钢丝绳接头搭接长度不够或接头工艺不合格，钢丝绳不按规定进行检查或维护保养不到位,断丝、断股较多，由于掉绳、吊椅翻翘事故引起的吊椅聚集,致使钢丝绳局部受力过大,导致断绳事故。断绳事故在架空乘人装置沿线均可发生。 8、过速飞车 过速飞车事故主要原因是架空乘人装置下行侧乘坐人员人数远远大于上行侧人数,在停车时制动闸不能有效制动,在重力作用下钢丝绳会产生下滑,并且速度会逐渐加快。过速飞车会造成人员惊慌,在下跳过程中易造成摔伤事故。 三、预控措施及注意事项 1、上车时先将双手握紧吊椅杆，然后跨上吊椅座上坐稳，双脚收回放于脚踏上,严禁将脚触及地面。运行时保持正确坐姿，集中精神注意前方，不得打瞌睡、不得用手抓摸牵引钢丝绳和托绳以防伤手。下车时待双脚落地后，迅速避让到行人侧，以免影响后面的人下车。乘人上下车过程中应保持助跑姿势，以便顺利上下车。 2、乘车人员必须到指定的有明显标志的区域内上下车，严禁越位乘车。 3、乘车过程中，不得随意摆动吊椅，上下乘车人员途中相遇时，不得相互寒暄、握手等，以免发生危险，到了下车点必须下车，禁止越位乘车，以免发生危险。 4、乘车过程中，要注意架空乘人装置的运行状态是否正常、平稳，若途中发现紧急情况需要停车时，则及时拉动沿线拉线急停开关，使架空乘人装置停止运行，同时下车，使用就近语音信号装置联系猴车操作人员，然后到就近的避难硐室等待。待故障排除后方可乘坐。 5、在猴车正常运行时禁止触动各类保护开关，否则会造成人为的保护停机，影响架空乘人装置的正常运行。 6、乘车人员随身携带物品长度不得超过1.2米，重量不得超过20kg，所带物品不得拖地运行或横行，能用挎包携带的东西，必须使用挎包,且严禁随身携带易燃易爆、有毒等危险物品乘车。 7、乘人在乘坐时不允许故意前后左右摆晃吊椅，上下乘人互相嬉闹，握手、玩打，否则会造成钢丝绳掉下托绳轮或抱索器卡住托绳轮而发生安全事故，一旦发生紧急情况应立即拉动急停停车，待停车后检查处理。 8、当更换钢丝绳或松掉重锤重新配重后，重新启动系统运行时，应按照规定，将钢丝绳空载运行半个班，使钢丝绳内部扭力重新平衡，并对每个托绳轮和压绳轮的中心与绳索中心偏差调整在规定值内。否则将会掉绳而伤及乘人安全。 9、驱动轮，迂回轮和托绳轮的轮衬磨损到原厚度的1/3时，须及时更换，否则将会损坏抱索器，甚至掉绳，驱动轮衬块的过度磨损会引起飞车事故。 10、操作人员需离开岗位查找故障时，必须按下控制台上的“急停、禁启”按钮，并挂上“故障检修，禁止启动”的警示牌，并向上级主管部门报告。当对系统进行全面检修时必须断开总电源开关，挂上“设备检修，禁止合闸”的警示牌，并派专人监护。 第六章 采煤机制动器失效下滑专项管控措施 1、 工作面概况 我公司综采工作面为倾斜煤层，坡度在1726.5之间，一旦发生煤机下滑伤人事故，严重威胁人员、财产等安全，为预防此类事故的发生，特编制此专项管控措施。 2、 采煤机基本参数 1、 MG200/530-WD型，采高2.4～3.5m，供电电压1140V滚筒中 心距13507mm，总装机功率930kW，牵引力886～532KN，截割电机功率400kW2，牵引速度0～7.1～8.7m/min，牵引电机功率55kW2，机面高度1411mm，泵站电机功率20kW，过煤高度636mm，滚筒类型;镐型截齿重型滚筒方形连接,中部卧底量350mm,滚筒直径φ1800mm,适应工作面倾角≤35,滚筒截深/宽度800/870mm,整机重量≥55t。 2、MG400/930-WD型，采高2.4～3.5m，供电电压3300V滚筒中心距11895mm，总装机功率530kW，牵引力687～562KN，截割电机功率200kW2，牵引速度0～7.7～12.8m/min，牵引电机功率55kW2，机面高度1589mm，泵站电机功率20kW，过煤高度770mm，滚筒类型;镐型截齿重型滚筒方形连接,中部卧底量350mm,滚筒直径φ1800mm,适应工作面倾角≤38,滚筒截深/宽度800/870mm,整机重量≥60t。 3、 造成采煤机下滑事故发生的因素 1、综采队检修工检修不到位，导致煤机制动器失效，煤机下滑。 2、采煤机泵站油路故障，导致制动器抱死打不开或无法关闭。 3、制动器摩擦片损坏未及时更换，无法抱住煤机。 4、采煤机电控故障，不牵引、偷停、无法停机。 5、采煤机内、外牵引损坏，机身重，导致自由下滑。 四、预防采煤机下滑的安全技术措施 1、带班队长要随时检查采煤机作业，采煤机行走范围内有无闲杂人员及设备，启动前必须发出警告，确保采煤机无人时，方可作业。 2、安全员要不定期地检查，一经发现不按规定作业，必须对其进行相应处罚。 3、采煤机司机必须经过培训，并经考试合格发证后，方可持证上岗，其他人员不得上机操作。 4、采煤机行走期间，巷道两边严禁有人，要与两帮保持一定距离，注意不能碰撞两帮的电缆和水管。 5、司机在工作中必须思想集中，精力充沛，开机前和生产中要确保采煤机工作范围内无人；采煤机摇臂机尾摆动范围内严禁站人。 6、采煤机工作时，工作面风流中瓦斯浓度必须小于1，否则必须停机处理后方可生产。 7、司机必须认真学习作业规程，经考试合格后方可操作。 8、严禁空顶作业和无水作业。 9、采煤机停止运转时，无论何种原因都必须关闭主断路器。 10、采煤机工作时，检查工作面的顶板和支护情况，要严格执行敲帮问顶制度，确定工作面安全可靠方可进行生产，否则必须停机处理后方可生产。 11、严禁甩掉各种保护强行开机。 12、采煤机割煤时要密切注意顶板、煤帮的情况，若有不安全因素要立即退出设备，待处理好后方可重新进行生产。 13、退机时确保采煤机司机距机尾5m以外，运输机距帮1.5m以上且摆动范围无其他人员，采煤机停机后方可通知司机拉电缆。 14、停机前必须将采煤机退出工作面，停放在支护完好的顶板下，并将铲板、截割头落至底板，摇臂降至最低位置，关闭主断路器、上锁。 15、采煤机退机时，挂电缆人员必须穿反光效果较好的工作服，头戴完好的警示灯，手戴合格的高压绝缘手套。 16、采煤机司机在采煤机切槽、采垛时，采煤机司机在有支护的地方向外拉电缆，待采煤机运输机机尾退到有支护区域并停机后，将电缆挂在机尾电缆钩上，并撤到安全区域，通知采煤机司机用采煤机将电缆带出空顶区。 17、采煤机司机必须随时观察刮板机运行情况，异常情况，必须立即停机观察，确认无安全隐患后才能开机作业。 18、每日检修工对采煤机制动器进行检查，发现摩擦片磨损严重或制动器失效时，必须采取专门措施，对煤机进行防滑保护，方可处理故障，直至完好后方可开机。 19、带班队长要随时检查采煤机检修工是否按照规定作业。 20、采煤机检修工按照作业规程规定每周检查煤机油质和电控箱，对污染的油质和老化的线路及时进行更换，防止管路堵死，制动器无法作业或电路故障，导致煤机下滑。 21、一旦发现内、外牵引故障，必须第一时间在顶板支护完好的区域停机，前后摇臂下降到最低，顶到煤墙，采取必要的防滑措施，方可进行检修操作，防止煤机下滑伤人。 第七章 储装运栈桥皮带专项管控措施 一、储装运概况 我公司储装运胶带共有6部，均为上运式带式输送机，坡度在12-16.3之间，煤矿储装运系统担任全公司运煤、销售重任，一旦发生断带、打滑、煤矸自落伤人事故，严重威胁人员、财产等安全，为预防此类事故的发生，特编制此安全技术措施。 二、输送机基本参数 1、1栈桥带式输送机 1栈桥101胶带胶带输送机为单电机驱动，电机型号为YBBP355M1-4，功率220kw，胶带宽度1400mm，长度124.075m，胶带强