年度安全风险辨识评估报告(初稿)

1、矿年度安全风险辨识评估报告矿年度安全风险辨识评估报告为了有效管控矿重大风险，进一步明确矿年安全风险管 控重点，实现安全生产，按照矿年生产经营各项工作安排， 2021年12月1日至12月20日，由矿矿长组织开展了 2022 年度安全风险辨识评估工作，评估当天无下井带班及重要任 务的各分管领导、副总师、专业部室负责人、区队负责人参 加了本次安全风险辨识评估工作。一、组织机构为了做好2022年度安全风险辨识评估工作，矿成立了 安全风险辨识评估领导小组，下设安全风险辨识评估办公 室，并设置了 5个专业的安全风险辨识评估小组。1、安全风险辨识评估领导小组职责：收集与矿年生产经营任务相关的资料和信息；开展

2、年度安全风险辨识、评估工作；制定安全风险管控措施，并转化应用；编制矿年度安全风险辨识评估报告和矿年度重 大安全风险管控方案。2、安全风险辨识评估办公室安全风险辨识评估办公室设在安监部，办公室主任由安 全副矿长梁银权兼任，办公室副主任由安全副总孙雨松兼 任，负责年度安全风险辨识评估工作的联络、培训、技术指 导、检查和汇总等工作。3、“一通三防”安全风险辨识评估小组组长：副组长：成员：吴职责：负责“一通三防”专业安全风险辨识评估的相关 工作。4、采掘安全风险辨识评估小组组 长：副组长：成 员：职责：负责采掘专业安全风险辨识评估相关工作。5、机电运输专业安全风险辨识评估小组组长：副组长：成员：职责：

3、负责机电运输专业安全风险辨识评估相关工作。6、地测防治水专业安全风险辨识评估小组组 长：副组长：成 员：职责：负责地测防治水专业安全风险辨识评估相关工 作。7、地面设施及疫情防控安全风险辨识评估小组组长：副组长：成员：职责：负责地面设施及疫情防控安全风险辨识评 估相关工作。二、安全风险辨识评估的范围本次安全风险辨识评估覆盖煤矿的所有区域，包含煤矿 地面、井下的所有生产系统、建（构）筑物和设备设施。安全风险辨识评估前，收集以下相关资料和信息：（1）煤矿水、火、瓦斯、煤尘、顶板等主要灾害及事 故信息；（2）煤矿采煤、掘进、主运输、辅助运输、供电、供 水、压风、通风、瓦斯抽采、排水、防尘等生产系统的

4、相关 信息；（3）地质地形资料；（4）煤矿相关图纸资料等。三、矿基本信息（一）概况矿隶属于合作建设的矿井，矿井属于贵州省“西电东 送”重点项目。2009年10月开工建 设，2013年7月建成 投产，矿井设计生产能力60万t/a，可采储量为3108万t， 服务年限为37a，采用斜井开拓，中央并列式通风。走向长 度2.05.0km，倾斜宽1.02.7km，矿区面积72558km2, 开采深度+7701350m，为煤与瓦斯突出矿井。（二）煤层井田位于黔北煤田，含煤地层是二叠系龙潭组。矿井可 采煤层为4、9号煤层，4号煤层平均厚度1.77m，9号煤层 平均厚度2.53m，矿井4、9号煤层间距平均为25

5、.0m，平均 倾角为15。4、9号煤层均为二类自燃发火煤层，煤尘无 爆炸性，水文地质条件复杂程度为中等、井田内构造类型为 复杂。1.4号煤层根据贵州能发高山矿业有限公司4号煤层瓦斯基本参 数测定及煤层突出危险性鉴定报告报告，4号煤层最大瓦 斯含量为6.3m3/t，最大瓦斯压力为0.33MPa，最大破坏类型 为III类，最大瓦斯放散初速度为39,最小坚固性系数为0.15 （+1114m标高以上），透气性系数为0.00105 0.02036m2/MPa2.d，平均 000809m2/MPa2.d，瓦斯流量衰减 系数0.45811.0986d-1，平均0.8306d-1 （属于较难抽采 煤层）。2.

6、9#煤层根据贵州能发高山矿业有限公司9号煤层瓦斯基本参 数测定及煤层突出危险性鉴定报告报告，9号煤层最大瓦 斯含量为12.79m3/t，最大瓦斯压力为08MPa，最大破坏类 型为W类，最大瓦斯放散初速度为31，最小坚固性系数为 0.33，透气性系数为0.6171 m2/MPa2.d，瓦斯流量衰减系数 为 0.1786d-1。根据中煤科工集团重庆研究院鉴定报告结论：高山矿 业4#煤层在一采区+1114m标高以上到F3、F4断层及11号 拐点连线之间测点范围内不具有煤瓦斯突出危险性；9#煤层 具有煤与瓦斯突出危险性，为突出煤层。四、矿井主要灾害（一）瓦斯矿井为煤与瓦斯突出矿井。根据毕节市地方煤矿勘

7、探设 计队2021年10月18日提供的矿2021年度矿井瓦斯（二 氧化碳）涌出量测定报告，矿井瓦斯绝对涌出量为 21.5ma/min，采煤工作面最大绝对瓦斯涌出量4.91ma/min, 煤巷掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量092m3/min。回采工作 面、掘进工作面是瓦斯事故的主要发生地点。目前矿井开采4#、9#煤层。根据中煤科工集团重庆研究 院鉴定报告结论：矿4#煤层在+1114m标高以上到F3、F4断 层及11号拐点连线之间测点范围内不具有煤与瓦斯突出危 险性，而9#煤层具有煤与瓦斯突出危险性，为突出煤层。9# 煤层全层厚度0.824.45m，平均2.53m，瓦斯含量12.79 m3/t，瓦斯

8、压力08MPa，破坏类型W类，瓦斯放散初速度 31，矿井瓦斯的主要来源是掘进工作面和采空区以及其他煤 壁巷道的瓦斯。（二）煤尘矿井主采煤层为4#、9#煤，根据2018年12月贵州省煤 田地质局实验室提供的矿煤层自燃发火倾向性鉴定报告， 矿井4#、9#煤层属II类自燃煤层，无煤尘爆炸性。矿井总 回风巷、综采工作面回风巷、掘进回风巷、带式输送机运输 巷等为粉尘易堆积区域。（三）火矿井目前主采煤层为4#、9#，根据2018年12月贵州省 煤田地质局实验室提供的矿煤层自燃发火倾向性鉴定报告矿井4#、9#煤层属II类自燃煤层，根据煤科集团沈阳 研究院有限公司提供的：矿自然发火期测试分析报告显示：4#煤层

9、自然发火周期为122天，9#煤层自然发火周期为101 天，矿井目前按11类自燃煤层管理。（四）水水文地质类型为中等，目前矿井正常涌水量约71m3/h, 最大涌水量约198m3/h。根据矿水文地质类型划分报告及水 文补勘报告，矿井水来源及分析结果如下：报废老窑积水在井田范围内沿含煤地层分布较多老窑，经以往调查资 料，老窑主要为70、80年代当地居民开挖生活用煤形成， 主要开采煤层为9、13号煤层，均为季节性土法开采，沿煤 层掘进，斜井开拓，坑道厢木支护，多为“独眼井”，少数 有风井通风，用矿灯或手电筒照明，多数老窑坑道干燥无水， 少数老窑煤层顶板局部有滴水，水量一般0.010.02l/s，。 巷

10、道斜距一般20100米，垂深一般1030m左右。2013年 矿生产技术部、通防部结合当地协和镇政府已对周边老窑进 行集中炸毁掩埋，目前矿区周边不存在老窑水害威胁。现存周边矿井老空水情况小春湾煤矿位于矿南西侧浅部，地理位置：东经106 15, 40 106 15, 45，北纬 27 01 17 27 02, 37。矿井原设计生产规模为3万吨/年，开采9号煤层， 2007年开始整合，进行技改、扩能、扩界，矿井设计生产规 模为30万吨/年，目前矿山技改建设中。该矿9号煤层+1150m 标高以上已形成0073k皿采空区；根据矿最新采矿边界划 定范围，该矿井井田边界距矿矿井边界最近平距在1058m且 目

11、前该矿井在技改建设中未进行生产施工井下安排有专人 正常排水，该矿采空区积水对我矿生产施工无影响。顺发煤矿位于矿南西侧浅部，地理坐标：东经106 6, 54 106 16, 39，北纬 27 02/ 14 27 02/ 58。 矿井原生产规模为3万吨/年，开采9号煤层，斜井开拓， 长壁后退式采煤法，拟技改扩能为15万吨/年生产规模，目 前停产技改中。该矿9号煤层+1250m标高以上已形成0.010km2采空区；根据矿最新采矿边界划定范围，该矿井采 空区域距矿井田边界平距为577m且目前属于停产技改未生 产施工，该矿采空区积水对我矿生产施工无影响。响鼓洞煤矿位于贵州省毕节地区黔西县协和乡木弄村，

12、开采4号9号煤层。（井口坐标为：x： 2995000.38-y: 35628602.3-z： 1361.15）该矿井目前处于停产技改状态。 停产前我矿联合协和乡及县国土局对该矿井下采掘范围进 行了测量，该矿位于矿1401工作面东南地区，目前响鼓洞 采空区距我矿最近的1401采空区平距为285m，并且我矿对 于相邻的矿井边界留设了75.8山的煤柱，该矿老空积水对我 矿现开采区域无影响。太来煤矿位于矿北东部，地理范围：东经 106 18,01 106 19, 50，北纬 27 03/ 58 27 05/ 00， 目前矿井生产规模为30万吨/年生产矿井，开采4、5、9号 煤层，其中9号煤层已形成大面

13、积采空区，开采标高最低至 +1150m。井下已修建水仓，定期采用水泵抽水，采空区无积 水对我矿生产施工无影响。矿井开采老空区积水情况矿自投产以来至今，井下采空区共有10个。其中西翼 采空区有6个分别为1400采空区、1402采空区、1404采空 区、1902采空区、1904采空区、1906采空区；东翼采空区 4个分别为1401采空区、1403采空区、1901采空区、1903 采空区。东西两翼煤层开采均为两层，4煤在上9煤在下， 由浅层逐渐向深层开采；4煤距9煤垂距平均23m，9煤开采 后顶板垮落生成导水裂隙会导通4煤工作面采空积水区，所 以4煤采空区基本无积水或积水量较小；9煤开采多为沿空 留

14、巷且开采顺序由浅到深，临近上个采空区积水在沿空留巷 前提条件下，掘进过程中已经疏排；目前矿井下采空区仅西 翼1906采空区及东翼1403采空区受地表降雨动态补给影响 采空区内存有积水，1906采空区积水受地质条件影响主要集 中在通尺320m至625m范围，积水量估算3100m3；目前采空 区内水源补给量为1121m3/h； 1403采空区积水受地质条 件影响主要集中在通尺190m至230m范围，积水量估算1000m 3；目前采空区水源补给量为1020m3/ho玉龙山强岩溶含水层该组为强含水层，但其下部有沙堡湾段隔水层相隔，且 通过计算位于4煤层导水裂隙带之上，一般情况下其岩溶裂 隙水很难对4煤

15、层进行充水，更难影响到下部的9煤层，对 煤矿开采影响较小。长兴组中等岩溶含水层被F4正断层切割为数段，呈窄条带状不连续出露于井 田南部及外围，呈北东一南西向延展，出露面积约004 k 皿，占井田面积的0.5%。属海相碳酸盐岩沉积，主要岩性由 深灰色中一厚层状燧石灰岩、灰岩组成，夹少量灰色薄层状 泥岩、泥质粉砂岩。本组厚26.5234.35m，一般厚31m。 地貌上常形成陡壁。原煤炭勘探阶段1-1、2-1号两孔发生 冲洗液漏失，补勘阶段B3-4、B3-5、B4-3、B7-1号钻孔冲 洗液均出现不同程度的漏失，漏失量为0.703.00m3/h，漏 失段岩芯为灰岩、燧石灰岩，岩石节理、裂隙、品洞发育

16、。 调查泉点4个，均为季节性泉点，雨季会有少量水源流出， 出水量0.01L/s。原煤炭勘探阶段在3-2号钻孔对该地层进 行抽水试验，无水；原首采区补勘阶段在103号钻孔进行抽 水试验，稳定水位155.79m，水位标高1196.03m， q=0.000267l/s m，k=0.000122 ( m/d )，水质类型为 SO4-2-Ca+2Mg+2。本组地层含裂隙溶洞水，富水性不均匀， 富水性弱，属弱含水层。（1）该含水层其底部距离含煤地层最上部4号主采煤 层平均26.96m。按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留 设与压煤开采规程（煤行管字2000第81号）计算4号煤 层开采产生的冒落带及导水裂隙

17、带最大高度，据表5-2计算 得 H 冒二6.8611.26m, H 导=30.1141.31m,可见 4 号煤层 开采，冒落裂隙带不会波及长兴组含水层，但导水裂隙带将 波及长兴组含水层，长兴组裂隙溶洞水将沿导水裂隙带进入 矿井，成为矿井直接充水源。（2）9号煤层距离4号煤平均28m，其导水裂隙带将有 可能局部波及4号煤层，一般情况下4煤层采空区积水通过 导水裂隙带对9煤层进行充水的可能性较大，长兴组灰岩岩 溶裂隙水通过导水裂隙带对9煤层进行充水的可能性较小。茅口组岩溶含水层出露于井田南部外围及井田内7、8、9号拐点范围主副 风井筒处，井田内出露面积仅0.03k皿，占井田面积的0.4%。 为一套

18、碳酸盐岩沉积，岩性为灰一深灰色厚层状灰岩，微品 至细品结构，含燧石结核及透镜体，岩溶裂隙发育。地表发 育落水洞2处，未见泉点出露。原煤炭勘探过程中3-1、3-2、 5-2号钻孔发生漏水，补勘阶段B3-5号钻孔发生漏水，漏失 量约为2.10m3/h；首采区补勘时102号钻孔揭露该组地层顶 部时遇直径约1.1m的溶洞，对该孔进行注水试验，稳定水 位 346.50m，水位标高 +1049.23m，q=0.0641l/s m，k=0.09574m/d,水质类型HCO3-Ca+2；在井筒检查阶段，对 检1号钻孔茅口组（P2m）地层抽水试验，q=0.135l/sm， 水质类型HCO3-Ca+2。该组含裂隙

19、溶洞水，富水性中等，属 中等含水层。目前开采煤层标高均在+1049.23m以上，不存 在水害威胁，但二采区+877水平若布置采工作面，局部区域 受地质构造影响，该含水层可能溃入工作面造成淹巷事故发 生。大气降水：采动裂隙可能引发地面塌陷、地裂缝等， 大气降水可能通过其渗入地下而进入矿井，其充水强度与降 水强度及持续时间有着密切联系。地表水：井田内无河流，主要发育呈放射状、肠状的 冲沟水，属季节性山间雨源型冲沟水，主要流入井田外北部 的乌渡河中，各冲沟水流量随降雨变化而变化，在雨季时节， 冲沟水暴涨，山洪飞瀑，但大多数时间流量较小，在枯水季 节，流量减小或干枯状。采动裂隙可能引发地面塌陷、地裂

20、缝等，地表水可能通过其渗入地下而进入矿井，其充水强度 与降水强度及持续时间有着密切联系。第四系孔隙水：由于分布范围小，蓄水量有限，对矿 井开采影响较小。钻孔导水：详查勘探期间各钻孔均进行了封闭，煤 系地层封孔材料为水泥沙浆，不存在封闭不良的钻孔，但采 掘至钻孔附近时，仍要设计钻孔验证，防止钻孔导水，造成水害事故发生。陷落柱及断层导水：矿井生产至今未发现陷落柱； 但生产期间曾出现因揭露断层发生出水现象，说明井田范围 内局部存在导水断层，当采掘至构造附近时，可能发生水害 事故。12.2022年矿井水害分析各采掘头面煤层顶底板灰岩含水层水害分析根据矿水文地质类型报告和矿地质类型划分报告 以及矿井目前

21、实际资料分析，矿地质类型极复杂，水文地质 类型属中等，本井田主要有二个含水层，分别为长兴组灰岩 含水层和茅口组灰岩含水层。二叠系上统长兴组灰岩含水层 富水性不均匀，富水性弱，属弱含水层，长兴组灰岩含水层 底板与4#煤层顶板垂距平均为26m，根据4#煤层导水裂隙影 响高度计算，4煤开采可能会波及该含水层,为4#煤层开采 期间直接充水含水层，4#煤回采后开采9煤期间为间接充水 含水层，为矿井涌水的主要组成部分；根据4煤与长兴组之 间的层间距、煤岩性质分析，在4煤工作面回采过程中可能 会产生离层水。因此长兴组灰岩含水层对矿井4#煤层生产有 一定影响；二叠系中统茅口组为厚层状灰岩含水层，岩溶和 裂隙发

22、育不均匀，局部存在富水区段，与9#煤层底板垂距平 均为74m；矿一采区9#煤层一般不受茅口灰岩含水层影响， 但回采或掘进时若遇导水断层、裂隙导通情况下可能造成一 定影响；因此2022年开采4#煤层期间防止长兴组含水层突 水是我矿防治水工作的重中之重，其它含水层对工作面回采影响不大。井下老空水害分析1906工作面于2020年9月回采结束后形成采空区积水， 积水范围主要集中在320m至650m范围，积水面积约2500m2, 积水量约3100m3，充水水源为采空区上覆砂岩裂隙水，在 2022年1908回风顺槽掘进期间可能会有一定影响，因此在 1908回风顺槽掘进至探水线时严格开展探放水工程，保证巷

23、道安全掘进。1403工作面于2021年5月回采结束后形成采空区积水， 积水范围主要集中在190m至230m范围，积水面积约600m2, 积水量约1000m3，充水水源主要为长兴组灰岩含水层补给， 对1905工作面回采可能会有一定影响，但目前已经对该积 水区进行了疏放，2022年1905工作面回采前应再次对疏放 孔进行疏通保证积水正常疏排，保证回采期间不受水害威 胁。地表水体井田内主要地表水体为木垅水库，系人工筑坝拦截小溪 沟水汇聚而成，容量约为3X105m3,主要用于灌溉农田和养 殖等。水库蓄水位和蓄水量受降雨影响明显，呈季节性变化， 雨季时节冲沟水暴涨，水库水位抬升，蓄水量增多，枯季冲 沟水

24、变小或干涸，水库水位下降蓄水量减少，目前木垅水库 已划分至矿井边界之外，且按要求留设防隔水煤柱，因此， 2022年开采范围地表水对矿井生产影响不大。大气降水：采动裂隙可能引发地面塌陷、地裂缝等，大气降水可能通过其渗入地下而进入矿井，其充水强度与降 水强度及持续时间有着密切联系。第四系孔隙水：由于分布范围小，蓄水量有限，对矿 井开采影响较小。钻孔导水：详查勘探期间各钻孔均进行了封闭，煤系 地层封孔材料为水泥沙浆，不存在封闭不良的钻孔，但采掘 至钻孔附近时，仍要设计钻孔验证，防止钻孔导水，造成水 害事故发生。陷落柱及断层导水：矿井生产至今未发现陷落柱；但 生产期间曾出现因揭露断层发生出水现象，说明

25、井田范围内 局部存在导水断层，当采掘至构造附近时，可能发生水害事 故，因次，矿井生产期间应加以重视，防止误揭导水构造。（五）本矿区及周边矿井未发生过冲击地压现象，不需要 对冲击地压进行风险辨识。五、矿井生产系统（一）矿井开拓方式及开采布局矿井采用斜井开拓方式。矿井划分两个水平，一水平标 高+1000m，二水平标高+877m，矿井采用一次采全高、走向 长壁后退式采煤法，顶板控制采用全部垮落法管理采空区。 综合机械化采煤工艺，巷道采用综合机械化及炮掘两种掘进 方式，锚网索和锚网喷联合支护。（二）采掘系统：2022年度井下布置有“二面二十四 头”：即1406综采工作面、1905综采工作面、1908回

26、风顺 槽（煤巷）、1908切眼底抽巷（岩巷）、1908切眼（煤巷）、1908运输顺槽（煤巷）、1406运输顺槽（煤巷）、1905切眼 （煤巷）、1406切眼（煤巷）、1907运输顺槽（煤巷）、1406 回风顺槽（煤巷）、1907回风底抽矸道及回联（岩巷）、1907 回风底抽巷（岩巷）、1907中部底抽巷（岩巷）、1907运输 底抽巷（岩巷）、1907切眼底抽巷（岩巷）、二采区配电点、 水泵房、管子道（岩巷）、二采区水仓（岩巷）、二采区胶带 下山（岩巷）、2902运输底抽巷车场及专回（岩巷）、2902 矸仓（岩巷）、2902运输底抽巷（岩巷）、1908运输底抽巷 （岩巷）、2902回风底抽里段（

27、岩巷）、2902切眼底抽巷（岩 巷）。（三）通风系统：矿井采用中央并列式通风方式，机械 抽出式通风方法，主通风机选用2台FBCDZNQ.32/2X355型 对旋轴流风机，一用一备，流量为75325m3/s,额定风压 2003700Pa，电机功率为2X355kW，供电电压10V。掘进工作面采用压入式通风方法，采煤工作面采用“U” 型上行通风方式，采掘工作面均实现了专用回风系统。矿井 总进风量为9826m3 /min，总回风量为9907m3 /min，负压 1350Pa，等积孔5.39 ，属于容易通风矿井。（四）提升运输系统：副井口标高+1315m，倾角16， 全长1140m。副井采用绞车提升运输

28、，绞车型号为JK-2.5X 2.0P单绳缠绕式变频绞车，滚筒直径2.5m，配套电机功率 400kW，电压等级1140V，采用串车提升，电控方式为变频调 速控制。副斜井铺设30kg/m的轨道，混凝轨枕，完成矸石、 设备、材料等辅助运输任务。（五）辅助运输系统主井采用胶带运输原煤和架空乘人装置输送人员。主井 口标高+1315m，倾角15.5，全长1160m。主井胶带输送机 型号为 DTL100/25/2X400，带宽 1m、强度 ST1600N/mm，铺 设长度1092m，配有液粘软启动装置，并配备防逆转制动装 置，最大带速2.5m/s，运输能力250t/h，电机功率2X400kW， 电压等级10

29、kV。架空乘人装置型号为RJY37-15.5/1230，吊 椅运行速度10m/s，运人能力173人/小时，方便人员上下 井。（六）供电系统矿设计采用两回35kV专线供电。其中一回路电源引自 110kV太来变电站（太高矿线），线路使用LGJ-95/20型铝绞 线，长6.261km；另一回路电源引自35kV协和变电站（协高 矿线），线路使用LGJ-95/20型铝绞线，长3.983km，供电方 式为双回路分列运行。所内配置两台S10-5000/35户外型油 浸式变压器，单台变压器能够满足全矿井负荷。井下变电所 （硐室）主要包括井底中央变电所、1060变配电硐室、1100 变配电硐室，1000胶带巷变

30、配电点硐室，均采用双回路供电。 中央变电所两回下井电缆型号为MYJV228.7/10kV-3X70mm2， 单回路电缆长1590m，中央变电所内配备KBSG-200/10干式 变压器3台，KBSG-630/10干式变压器1台，两台动力用和 两台风机专用，主要用于+1000水平采掘工作面供电，其余 主要向主排水泵及各水平配电硐室供电。1060变配电硐室设 置两台KBSG-315/10风机用干式变压器和一台KBSG-630/10 动力用干式变压器，主要用于+1060水平采掘工作面供电。1100变配电硐室设置两台KBSGZY-315/10风机用移动变电站 和一台KBSGZY-630/10动力用移动变

31、电站，主要用于+1100 水平采掘工作面供电。1000胶带巷变配电硐室设置一台 KBSGZY-1000/10动力用移动变电站和两台KBSGZ-630/10风 机用移干式变压器，主要用于二采区开掘工作面供电。（七）排水系统中央泵房安装3台MD155-67X6型离心式多级耐磨泵， 流量155m3 /h，扬程402m，配套电机功率均为280kW，电压 等级10kV，主排水管路采用两趟6 219X9无缝钢管，经主 井铺设到地面污水处理站，水泵的工作方式为一用一备一检 修。（八）压风系统：压风机房安装3台SA250A-10K型螺 杆式压风机，电机功率均为250kW，额定排气压力085Mpa， 额定电压为

32、10kV，排气量均为40.5m3/min； 1台SA220A-8T 型螺杆式压风机，电机功率均为 220kW，额定排气压力 0.85Mpa，额定电压为10kV，排气量均为44.5m3/min。工作 方式为2台工作，1台备用，1台检修，采用6 219X9mm无 缝钢管沿副井下井，各采掘头面采用6108X4mm无缝钢管往 各采掘头面供风。（九）瓦斯抽采系统：矿矿井现有6台瓦斯抽放，其中 2台型号为2BEP52型水环式真空泵，用于低负压抽放（一备 一用），转速300r/min,气量12300m3 /h,极限真空度16kPa, 配套功率250kW，电压等级10kVo 2台型号为2BEP62型水环 式真

33、空泵，用于高负压抽放（一备一用），转速260r/min， 气量17400m3 /h，极限真空度16kPa，配套电机功率为355kW。 井下2台型号为2BEP52型水环式真空泵，用于井下打钻四 防装置使用。高负压抽采主管路管径800mm，低负压抽采主管路管径 800mm，防喷抽采系统管径315mm。（十）瓦斯发电系统：矿瓦斯发电站共安装4台瓦斯发 电机组，两台1000GF9-WK2型瓦斯发电机组，两台 500GF1（12V190）型低压瓦斯发电机组，其中：1000GF9-WK2 型瓦斯发电机组生产厂家为济南柴油机股份有限公司、 500GF1（12V190）型低压瓦斯发电机组生产厂家胜利油田胜 利

34、动力机械有限公司。目前瓦斯发电站由矿机修厂进行每班 配专人进行维护、管理，配备值班司机6名，检修人员3人。（十一）防灭火系统。矿井主采煤层为4#、9#煤，根据 2018年12月贵州省煤田地质局实验室提供的矿煤层自燃 发火倾向性鉴定报告，矿井4#、9#煤层属II类自燃煤层，无煤尘爆炸性。根据2020年煤科集团沈阳研究院有限公司 提供的矿自然发火期测试分析报告显示，4#煤层最短自然发 火期为122天，9#煤层最短自然发火期为101天。矿井矿配 备有DMJ-600/1型井下移动式膜分离及水冷式的井下移动式 制氮机装置（1台），氮气产量：600ma/h，氮气纯度：N97% （氧气W3%），并利用JSG

35、8井下自燃火灾束管监测系统检测 采空区密闭内的九种气体：H、CO、CO、CH、O、CH、CH、 22422 42 2C2H6、丫的指标。矿井主要火灾为外因火灾，外因火灾防治措施主要有两 个方面：一是防止失控的高温热源；其次是在井下尽量采用 不燃或耐燃的材料和制品。矿井地面已安装一套JSG8井下自燃火灾束管监测系 统检测采空区密闭内的九种气体：H、CO、CO、CH、O、CH、22422 4C2H2、C2H6、N2的指标，能够实现对采空区有毒有害气体定期 抽气分析。目前矿井矿配备有DMJ-600/1型井下移动式膜分离及 水冷式的井下移动式制氮机装置（1台），氮气产量：600m3/h， 氮气纯度：N

36、97% （氧气W3%）。矿井采用束管监测、采样分析、监测监控、人工检测 四种手段进行煤层发火预测预报.（十二）六大避险系统：安全监控系统为KJ823X型； 人员定位系统为KJ1150型；紧急避险系统、压风自救系统、供水施救系统、通信联络系统均健全完善。监测监控系统：安全监控系统升级为KJ823X型煤矿 综合监测监控系统。地面监控中心操作室配备两台服务器， 一台为主机服务器，另一台在线备用，配置有双机热备功能， 并能正常自动切换（主机发生故障或者关机的情况下，备用 机在5分钟之内投入正常工作状态）；井下使用KJJ12A型矿 用本安型千兆环网交换机，构成单独的千兆环网系统，形成 完整的系统构架，安

37、全监测监控系统配备的激光甲烷传感器 具有自诊断功能，具有双机数据备份功能，在用监测监控分 站和传感器数量满足要求。通信联络系统：矿井调度通信采用AL-2008型调度交 换机。调度台具有强拆、强插、呼叫转移、全网集中网管等 功能。矿井已装备KTK113矿用IP网络应急广播系统,共配备 40台应急广播分站。人员定位系统：KJ1150矿井人员精准定位系统具有虹 膜唯一性考勤、定位、报警、存储查询、双向呼叫、信息联 网等功能，数据实时上传至上级公司。装备传输分站6台、 读卡分站24台，有人员定位卡1080张，井口检卡机对识别 卡是否正常和每位下井人员进行检查。压风自救系统：地面压风机房配备3台SA25

38、0A-10K 型螺杆式空气压缩机，额定电压为10kV，电机功率为250kW， 排气量为40.5 m3 /min，额定排气压力0.85MPa, 一用一备 一检修。按照防治煤与瓦斯突出细则要求设置压风自救 装置。供水施救系统：供水施救系统水源来自地面240ms静 压水池和120ms备用水池，供水通过副井沿1140车场、1100 车场、1060车场铺设108mm的主管路，其他支管路均采用 108mm钢管铺设到各采掘地点和避难硐室。紧急避险系统：矿井在+1000m水平井底车场设置有永 久避难硐室，布置在+1000m轨道大巷与+1005回风大巷之间， 避险人数为100人，防护时间不低于96h。矿井在19

39、05回风 顺槽建有能容纳18人的临时避难硐室。六、安全风险辨识风险辨识的步骤为：确定分析对象（危险因素）一一识 别可能导致事故的风险种类一一分析风险易发生地点一一 认定特定事件的频率和结果的严重度（可能导致人身伤害、 财产损失、环境破坏的事故）一一通过现有管控措施得出是 否需要评估的结论。井下危险因素辨识，重点对煤矿瓦斯、水、火、煤尘、 顶板和提升运输系统等容易导致群死群伤事故的危险因素 进行安全风险辨识。风险辨识的方法采用专家经验判断法，即由矿长牵头 组织，由各专业分管负责人和专业副总具体负责，组织相关 业务部室、区队的管理人员和有经验的老工人一同作为专家，对照有关法律法规、标准，结合矿井实

40、际，依靠专家组 人员的观察分析能力、判断能力和经验，直观地评价对象危 险性和危害性的方法。采取专家会议的方式相互探讨、交换 意见、集思广益，使危险、危害因素的辨识更加细致、具体。（一）瓦斯（9条）1.1905综采工作面初采初放期间回采期间，由于9#煤 层原始瓦斯含量为12.79m3/t，瓦斯含量相对较大，若工作 面回采前瓦斯治理不到位，回采期间可能发生瓦斯超限事 故，造成人员伤亡。2.1905综采工作面，若初采初放措施执行落实不到位， 可能发生采空区大面积垮落造成瓦斯超限事故。3.1907回风顺槽、1907运输措施巷、1907运输顺槽及 专回、1905切眼掘进工作面若地质情况探测不清、防突措施

41、 执行不到位，易造成煤与瓦斯突出，造成人员伤亡事故可能。4.1907运输措施巷揭9煤，揭煤地点瓦斯含量高、瓦斯 压力大，若防突措施和揭煤相关措施落实不到位，可能造成 揭煤期间发生瓦斯事故。5.1908回风顺槽沿1906采空区掘进期间易误透采空区， 造成采空区瓦斯有毒有害气体涌入作业空间造成人员窒息 或瓦斯事故。6.1908回风顺槽底抽巷、1907运输顺槽底抽巷、1907 切眼底抽巷、1908切眼底抽巷、1908运输顺槽底抽巷及专 回、1908切眼底抽巷、1907回风顺槽底抽巷、1905底抽巷 施工穿层钻孔冲孔或过煤期间防喷装置使用不到位，或防喷 箱内煤渣堵塞导致不能及时完全收集瓦斯可能造成瓦斯

42、超 限风险。7.1406、1905综采工作面配风量不足或工作面回风巷堵 塞、安全出口断面不足或工作面采空区垮塌不充分均可能造 成工作面瓦斯升高或导致瓦斯事故的发生造成人员伤亡。8.1907回风顺槽（沿空留巷）掘进期间附近采空区可能 积聚有大量的瓦斯及有毒有害气体，一旦误穿采空区或形成 通风死角后极易发生瓦斯事故或有毒有害气体中毒事件。9、各掘进工作面风筒管理差，漏风大，风筒未跟进碛 头，造成工作面风量不足，极可能引起掘进工作面瓦斯超限 事故。（二）粉尘（1条）采掘工作面生产期间产尘量大，若防尘措施执行不 到位可能导致巷道积尘，矿工长期在粉尘浓度超标的环境下 作业，粉尘吸入人体内会引起矽肺病或煤

43、肺病，粉尘中游离 SiO2含量越大，危害程度越大。（三）火（4条）11.4#、9#煤层均鉴定为II类自燃煤层，本身就有自燃 发火倾向，存在煤层自燃，导致井下火灾的风险。12.1406、1905综采工作面回采期间，采空区漏风导致 遗煤氧化自燃以及1406综采工作面回撤密闭期间密闭不严 密，形成漏风通道，煤体长时间暴露，日常排查管理工作不 到位，都有可能导致采空区自燃发火。井下施钻地点采用风力排渣方式施钻期间，可能造 成CO超限或钻孔着火事故。矿井皮带运输期间，由于皮带长期摩擦产生火源， 可能造成皮带着火事故。（四）水（10条）长兴组灰岩含水层局部溶岩发育，赋水不均，含水 层底板距4煤顶板垂距平均

44、26m，4煤回采导水裂隙带发育 高度为31m41m，1406工作面回采期间伴随顶板垮落生成 导水裂隙，可能导通4煤顶板上部长兴组灰岩含水层，局部 赋水区域可能造成溃水淹巷事故。16.1906工作面采空区存有积水，积水量约3100m3，临 近1908回风顺槽前掘期间若未提前针对积水区进行疏放治 理，受采空积水影响可能造成突水淹巷事故。17.1905回风一部皮带机尾，顶板以上为1403采空区， 现老空水通过裂隙渗入1906回风顺槽，造成顶板淋水较大， 可能造成顶板事故以及淹巷的风险。18.二采区正在开拓，茅口灰岩含水层水压增大，如遇 到大型地质构造可能造成底板下伏茅口灰岩水突水风险。19.1907

45、回风顺槽底抽巷开口前掘50m处，根据三违地 震勘探报告成果显示，存有一条物勘断层编号DF20落差12m 倾角60可能存在断层导水现象；1907回风顺槽底抽巷掘 进期间若未探清断层导水情况冒然掘进，受该断层导水影响 可能导致淹巷事故。20.目前矿一采区水文观测孔已施工三个，基本可以满 足矿井需求，但伴随二采区生产布局，水文观测孔控制网， 控制范围略显不足，局部构造复杂地段易造成，因控制范围 不足水文条件不清楚底板突水风险。21.1905回风顺槽及1905运输顺槽受地质条件影响巷道 上下起伏，低洼地点设置排水设备如检修不及时，突发涌水 可能造成排水不及时淹巷事故。伴随井下工作面采空区不断增加，涌水

46、量不断增大， 若涌水量超出+1000水平主排水泵房排水设备能力，未及时 更换或增加排水设备可能有淹巷风险。探放水钻孔，封孔固管不符合标准，水压变大，预 埋套管可能被顶出，造成淹巷风险。掘进工作面掘进期间临近勘探钻孔，未准确探测， 如钻孔具有导水性可能造成溃水，有淹巷风险。（五）顶板（7条：采煤3条，掘进4条）2022年采掘接替：1905综采工作面（1月份贯通、2月 份安装）1406综采工作面（6月份贯通、7月份安装）。25.1406综采工作面、1905综采工作面初采初放期间， 采空区顶板没有及时跨落，可能发生顶板事故。26.1905综采工作面收尾回撤期间，后巷顶板破碎，可 能发生顶板事故。27

47、.1406综采工作面、1905综采工作面回采期间，过特 殊地段（过煤层氧化带、冲刷带、断层等其它地质构造）， 工作面顶板破碎，可能发生顶板事故。28.开掘工作面贯通、过断层、褶曲、冲刷带、托顶煤 或其他构造区域，工作面顶板破碎，可能发生顶板事故。29.1908回风顺槽属于沿空掘巷，预留保护煤柱4m，掘 进期间帮部受采动影响，过水仓、硐室，可能发生顶板事故 及水害事故。30.1907回风顺槽（沿空留巷段）属于沿空留巷，掘进 期间帮部受采动影响，可能发生顶板事故。31.1406回风顺槽属于沿空掘巷，预留保护煤柱4m，掘 进期间帮部受采动影响，过水仓、硐室，可能发生顶板事故 及水害事故。（六）机电运

48、输（7条）（1）供电管理32.矿双回路或单回路供电线路供电故障造成矿井大面 积停电。（2）提升运输33 .斜巷运输绞车制动装置失效，制动闸失灵，不能制 动，钢丝绳检查维护不到位，钢丝绳绳径、断丝、锈蚀超过 规定，易造成断绳跑车事故。34.1905综采工作面、1406综采工作面、二采区泵房、 二采区变电所、二采区胶带下山皮带机安装期间，一坡三挡 设施不齐全可靠，物料封装车不符合规定，钢丝绳磨损超过 规定，易导致跑车人员伤亡事故。（3）胶带运输皮带保护不起作用，皮带机断带、皮带机着火不能 及时停车，易导致人员伤亡事故。（4）矿井主通风机停风事故。（5）矿井瓦斯抽采停机事故。矿井地面绞车房后边、矸石

49、山边坡，当雨季来临期 间存在滑坡、塌方摧毁建筑设施及伤人风险。（七）地面设施及疫情防控（10条）地面筛分楼安全防护不到位，存在人员坠落风险。煤场车辆不按照规定行使，插队，行使速度快，有 撞人风险职工餐厅食品过期或者变质，导致人员失误中毒风 险。42 .机修车间航吊操作不当，造成人员伤害风险疫情防控措施不力，造成大面积人员感染风险冬季“三防”检查不到位，路面光滑，造成人员摔 伤或车辆侧翻风险。45 .炸药库雷管炸药爆炸。46.炸药库火工品丢失。.瓦斯发电站瓦斯泄漏，发生火灾或爆炸。.瓦斯发电站检修作业，人员操作不当。七、安全风险分析1.1905综采工作面回采期间，因9#煤层原始瓦斯含量 为12.

50、79m3/t，瓦斯含量相对较大，若工作面回采前瓦斯治 理不到位，回采期间可能发生瓦斯超限事故，造成人员伤亡。回采期间高位抽放钻孔施工进度慢、未及时与抽采系统 并网抽采，抽放工作滞后，工作面裂隙带瓦斯治理不到位可 能会导致工作面风流中瓦斯超限事故。2.1905综采工作面初采初放期间，若初采初放措施执行 落实不到位，强制放顶措施未完善，没有采取强制放顶措施， 爆破眼具体布置及爆破孔深不明确，悬顶面积超标采空区顶 板大面积垮落，可能会导致采空区积聚瓦斯瞬间涌入巷道风 流中引起瓦斯超限事故。3.1907回风顺槽、1907运输措施巷、1907运输顺槽及 专回、1905切眼掘进工作面掘进期间防突措施和安全

51、技术措 施执行不到位，发生地质变化时未探清前方煤层情况，未及 时采取区域或局部综合防突措施冒然掘进，易造成煤与瓦斯 事故。4.1907运输措施巷揭9煤，揭煤地点瓦斯含量高、瓦斯 压力大，若揭煤区域抽采钻孔施工不准确，未做到真正抽采 达标，未及时跟进揭煤区域瓦斯参数测定，采取针对性措施， 可能造成揭煤期间发生瓦斯事故。5.1908回风顺槽沿1906采空区掘进期间，现场措施执 行不到位，未根据制定的专项安全技术措施施工，“预测预 报不准确，未做到有疑必探，没有采取先探后掘”的原则， 掘进前没有施工煤柱验证孔冒然掘进易误透采空区，造成采 空区瓦斯有毒有害气体涌入作业空间导致人员窒息或瓦斯 事故。6.

52、1908回风顺槽底抽巷、1907运输顺槽底抽巷、1907 切眼底抽巷、1908切眼底抽巷、1908运输顺槽底抽巷及专 回、1908切眼底抽巷、1907回风顺槽底抽巷、1905底抽巷 施工穿层钻孔冲孔或过煤期间未预先检查防喷装置，防喷箱 内煤渣堵塞没有及时清理，肆意妄为，盲目蛮干可能导致防 喷装置不能完全收集瓦斯可能造成瓦斯超限事故。7.1406、1905综采工作面回采期间通风队未按要求进行 测风，配风量不足，施工区队现场管理不到位，随意在回风 巷堆积杂物，安全出口断面不足，采空区垮塌不充分没有采 取针对性措施进行整改，而是违章操作，可能导致工作面瓦 斯升高或导致瓦斯事故的发生造成人员伤亡。8.

53、1907回风顺槽（沿空留巷）掘进期间未严格执行“预 测预报、有疑必探，先探后掘”的原则，附近采空区可能积 聚有大量的瓦斯及有毒有害气体，一旦误穿采空区或形成通 风死角后极易发生瓦斯事故或有毒有害气体中毒事件。各区队现场安全管理粗放，制度制定“假大空”现场 落实“空对空”，落实只停留在纸面上，掘进工作面风筒管 理麻痹疏忽，风筒漏风大，风筒未跟进碛头，凭靠老经验， 老习惯现场作业比比皆是，“三违”行为多发，可能造成工 作面风量不足，极可能引起掘进工作面瓦斯超限事故。采掘工作面生产期间产尘量大，防突队施工期间未 使用降尘装置，区队施工排放孔干打眼，且日常防尘设施排 查不到位，日常未定期对巷道进行冲尘

54、管理，冲尘期间还存 在打折扣、掺水份，各采煤工作面转载点、回风巷不喷雾降 尘或喷雾效果差，易造成工作面和回风巷粉尘超标，若个体 防护跟不上，作业人员易患尘肺病、矽肺病或煤肺病。矿4#、9#煤层均鉴定为II类自燃煤层，若日常监管 不到位，重点部位未提前采取防范措施，安检、瓦检监测一 氧化碳和温度不到位，没有提前撒阻燃剂，日常开展煤层发 火预测预报不认真，密闭排查不认真，采空区密闭不严形成 漏风通道，煤体长时间暴漏易发生采空区火灾，导致井下火灾事故。12.1406、1905综采工作面回采期间，上隅角煤袋未按 要求剁实存在采空区漏风，煤体长时间暴漏易发生采空区火 灾，密闭不严密煤体长时间暴露，日常排

55、查管理工作不到位， 都有可能导致采空区自燃发火。井下施钻地点未编制预防钻孔着火及现场应急处置 预案或者现场风水切换装置安装使用不到位以及施钻时出 现不返风现象且未能及时采取有效管控措施长时间硬摩钻 进，都有可能造成CO超限或钻孔着火事故。矿井皮带运输日常维护检查工作不到位，导致皮带 运行时出现长期摩擦产生火源现象，可能造成CO超限或皮 带着火事故。长兴组灰岩含水层局部溶岩发育，赋水不均，含水 层底板距4煤顶板垂距平均26m，4煤回采导水裂隙带发育 高度为31m41m，1406工作面回采期间伴随顶板垮落生成 导水裂隙，可能导通4煤顶板上部长兴组灰岩含水层，局部 赋水区域可能造成溃水淹巷事故。16

56、.1906工作面采空区存有积水，积水量约3100m3，临 近1908回风顺槽前掘期间若未提前针对积水区进行疏放治 理，受采空积水影响可能造成突水淹巷事故。17.1905回风一部皮带机尾，顶板以上为1403采空区， 现老空水通过裂隙渗入1906回风顺槽，造成顶板淋水较大，可能造成顶板事故以及淹巷的风险。18.二采区正在开拓，茅口灰岩含水层水压增大，如遇 到大型地质构造可能造成底板下伏茅口灰岩水突水风险。19.1907回风顺槽底抽巷开口前掘50m处，根据三违地 震勘探报告成果显示，存有一条物勘断层编号DF20落差12m 倾角60可能存在断层导水现象；1907回风顺槽底抽巷掘 进期间若未探清断层导水

57、情况冒然掘进，受该断层导水影响 可能导致淹巷事故。20.目前矿一采区水文观测孔已施工三个，基本可以满 足矿井需求，但伴随二采区生产布局，水文观测孔控制网， 控制范围略显不足，局部构造复杂地段易造成，因控制范围 不足水文条件不清楚底板突水风险。21.1905回风顺槽及1905运输顺槽受地质条件影响巷道 上下起伏，低洼地点设置排水设备如检修不及时，突发涌水 可能造成排水不及时淹巷事故。伴随井下工作面采空区不断增加，涌水量不断增大， 若涌水量超出+1000水平主排水泵房排水设备能力，未及时 更换或增加排水设备可能有淹巷风险。探放水钻孔，封孔固管不符合标准，水压变大，预 埋套管可能被顶出，造成淹巷风险

58、。掘进工作面掘进期间临近勘探钻孔，未准确探测， 如钻孔具有导水性可能造成溃水，有淹巷风险。25.1406、1905综采工作面初采初放期间，采空区顶板 没有及时跨落，悬顶面积超标，没有及时采取防范措施，可 能发生顶板事故。26.1905综采工作面收尾回撤期间，后巷顶板破碎，收 尾回撤期间后巷顶板支护不及时或在空顶下作业，可能发生 顶板事故。27.1406、1905综采工作面回采期间，过特殊地段（过 煤层氧化带、冲刷带、断层等其它地质构造），工作面顶板 破碎，若支护不及现场管控不到位，可能发生顶板事故。28.开掘工作面贯通、过断层、褶曲、冲刷带、托顶煤 或其他构造区域，工作面顶板破碎，若现场支护不

59、及时管控 不到位，可能发生顶板事故。29.1406回风顺槽、1908回风顺槽属于沿空掘巷，预留 保护煤柱4m，掘进期间帮部受采动影响，过水仓、硐室，可 能发生顶板事故及水害事故。30.1907回风顺槽（沿空留巷段）属于沿空留巷，掘进 期间帮部受采动影响，可能发生顶板事故。31.矿双回路或单回路供电线路供电故障造成矿井大面 积停电。（1）因恶劣天气原因导致矿井双回路或者单回路供电 线路失压，导致矿井大面积停电。（2）日常线路巡线不到位，个别段树障、线杆故障、供电设备故障导致矿井双回路或者单回路供电线路失压，导 致矿井大面积停电。32 .斜巷运输绞车制动装置失效，制动闸失灵，不能制 动，钢丝绳检查

60、维护不到位，钢丝绳绳径、断丝、锈蚀超过 规定，易造成断绳跑车事故。皮带保护不起作用，皮带机断 带、皮带机着火不能及时停车，易导致人员伤亡事故。（1）提升过程中，轨道质量差、绞车保护失效、钢丝 绳断裂、矿车连接装置质量差以及绞车司机操作失误等因 素。（2）日常检查、试验不到位，保护装置失效。（3）坡挡设施不齐全，不灵敏，导致飞车事故。（4）使用不符合要求的胶带，不是阻燃带。（5）胶带跑偏、打滑、断带等事故造成胶带产生高热 从而着火。（6）皮带在线监测系统失效，人员巡查不到位、机尾 或落煤点掉钢钎卡矸石，驱动滚筒断轴。（7）皮带保护不起作用：皮带保护未进行定期试验检 测，皮带保护安装位置不正确等因