煤矿重大风险分析研判报告

1、 .*县*煤矿重大风险分析研判报告审批表建设规模 30 万吨/年*县*煤矿（章）2018 年 月 日2018 年 月 日（章）2018 年 月 日. .*县*煤矿重大风险分析研判报告. .二一八年七月二十三日审批日期矿长技术负责人生产矿长安全矿长机电矿长. .目 录一、工作目标及工作理念. 11、工作目标. 12、工作理念. 1二、风险管理组织机构. 11、风险管理小组. 12、风险管理小组职责 . 23.重大风险分析研判专业小组. 2三、生产系统风险评估. 4（一）开采系统. 4（二）通风系统. 6（三）瓦斯防治系统. 7（四）、煤尘防治系统. 8（五）防灭火系统. 8（六）防治水系统. 9

2、（七）运输系统.10（八）供配电系统.11. .（九）通讯系统.11（十）人员定位系统.11（十一）监测监控系统.12（十二）压风自救系统.13（十三）供水施救系统.14（十四）应急避险系统.15四、重大危险源评估 . 15（一）瓦斯事故危险源评估 .15（二）火灾事故危险源评估 .19（三）顶板事故危险源评估 .25（四）水灾事故危险源评估 .31（五）放炮事故危险源评估 .33（六）机械事故危险源评估 .36（七）电气事故危险源评估 .39（八）运输事故危险源评估 .41五、风险分析研判. 46一、风险分析 .46二、风险清单及管控措施.48六、结论. 521、重大安全风险数量及分布区域.

3、 52（一）瓦斯事故.52（二）水害事故.52. .（三）火灾事故 .53（四）煤尘事故 .53（五）顶板事故 .532、重大安全风险区域作业人数上限设定. 53. .*县*煤矿重大风险分析研判报告为认真贯彻落实云南煤矿安全监察局昭通监察分局转发国家煤矿安全监察局关于进一步深化依法打击和重点整治煤矿安全生产违法违规行为专项行动文件的通知（云煤安昭监201832 号）和*县煤炭工业局转发的通知（镇煤发201861号）文件精神，有效控制煤矿事故的发生，通过对本单位在生产活动和生产系统中存在或潜在的风险进行评估，辨识出危险源，制定相应措施对其进行消除、减少、控制，以实现煤矿人-机-环-管系统的最佳匹

4、配，2018 年 7 月份组织进行了自检自查及重大风险源全面再辨识，形成了*县*煤矿重大分析研判报告。一、工作目标及工作理念1、工作目标以防范遏制煤矿重特大事故为目标，实现员工“零”伤害，企业“零”事故。2、工作理念风险无处不在；一切风险均可识别，一切风险均可管控。二、风险管理组织机构1、风险管理小组组 长：*（矿长）副组长：*（总工程师）、*（安全矿长）*（生产矿长）、*（机电矿长）成 员：*（兼安全科科长）、孙明召（调度室主任）彭学军（安全管理员）、 孙文井（机电科科长）. .王 贺（机电技术员）、 王培中（通防科科长兼技术员）杭 均（采煤技术员）、 黄阿俤（掘进技术员）景 杰（地测技术员

5、）管理小组下设安全风险管理办公室，办公室设在安全科，由安全科长*任办公室主任，负责安全风险管控相关资料的收集、整理等工作。管理小组设四个专业小组。2、风险管理小组职责1、负责组织各单位、各部门对生产过程中的危险源进行辨识、分级分类，并制定管理标准与措施及危险源监测、预警和控制办法。2、负责组织对安全风险管理标准和管理措施等资料进行审核。3、负责组织各单位、各部门对本单位从业员工进行管理标准与管理措施相关知识培训。4、负责组织相关部门进行危险源监测、预警和控制，对各单位、各部门管理标准和措施的执行情况进行监督、考核。5、每年年初组织各单位、各部门对危险源进行全面辨识、评价，并对危险源的增减和升降

6、级进行动态管理。6、负责组织各单位、各部门对管理标准和管理措施进行动态和年度更新。3.重大风险分析研判专业小组安全管理组：组长：*. .成员：彭学军、杭公元、周长泉、杨洪甫主要负责：安全管理制度、从业人员培训持证情况、矿井各类隐患排查治理情况、应急救援及职业病防治情况等方面进行重大风险分析研判。“一通三防”组：组长：*成员：王培中、景杰、彭大方、向荣国主要负责：各项管理制度、安全技术措施及掘进（扩修）工作面的通风管理、地质灾害防治、防尘设施等进行重大风险分析研判。生产管理组：组长：*成员：杭均、黄阿俤、王召稳主要负责：掘进（扩修）工作面现场各项管理制度、作业规程、施工工艺、顶板管理等进行重大风

7、险分析研判。机电运输管理组：组长：*成员：孙文井、王贺、朱友成、李文义. .主要负责：煤矿井上、下机电、运输设备管理及作业现场的安全供电、监测监控等进行重大风险分析研判。三、生产系统风险评估根据煤矿安全评价导则和煤矿安全规程等相关规定，通过现场检查、查看相关图纸资料，对生产各系统与重大危险源，进行了分析研判。（一）开采系统、开采系统基本情况1、矿井开拓：(1)*县*煤矿采用斜井联合开拓方式，主平硐井口坐标：X=3042203.954、Y= 3547618.035、Z=+1689.819m、=1654542，长约 660m，断面为半圆拱形，净断面 9.7m ，粗料石砌碹支护，采用机轨合一方式布置

8、，主要担负运煤、2排矸、行人、进风任务。副斜井井口坐标：X=3041991、Y=35496598、Z=+1665m、=17455，井筒长 298，断面为半圆拱形（井口段）+梯形（下部），净断面 4.8m 。回风斜井井口坐标：X=3042101，Y= 35496633，Z=+675m，=17845228，长约 177m，断面为梯形，净断面 4.8m ，工字钢支护，主要担负全矿井的2回风任务。2、工作面布置及采煤方法：(1) 采用盘区或大巷条带式布置。(2) 矿井建设完成后采用走向长壁一次采全高全部垮落后退式普通机械化采煤法方法（简称普采）。3、工作面设备配置：根据矿井扩建初步设计说明书采煤机采用

9、 MG150/375-WD 型；割落的煤通过. .型刮板输送机、PLM500 型破碎机、SZB630/40 型转载机转运至运输顺槽皮SGB630/180带运输机运出工作面；普采工作面4、巷道掘进：型单体液压支柱进行支护。DZ25-25/100G根据矿井扩建初步设计说明说，设计布置两个炮掘掘进工作面，采用钻爆法进行掘进，完成井下煤层巷道的掘进工作。、开采系统评估1、评估结论：(1) 根据煤层赋存特征，采用斜井开拓方式，开拓方式合理。(2) 设备选型及采煤方法合理，为矿井安全、高效生产创造了条件。(3) 采用走向长壁后退式又进一步确保了生产安全，采煤方法合理。2、存在问题及建议：(1) 巷道建设掘

10、进期间所留煤柱尺寸大小应根据地质条件和顶板情况在生产中进一步观察总结，使其更加科学、合理而又不失可靠性，应同时兼顾安全和回采率两个方面。(2) 加强设备防爆管理，做到每台设备均达到防爆要求。(3) 及时掌握井田周围小煤窑开采情况，掘进中应坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。(4) 巷道锚杆支护密度或间排距应根据地质条件和顶板情况进一步观察总结，科学合理地确定支护参数，达到节约成本和安全双赢的效果。(5) 采掘面容易片帮伤人。优化支护参数，加强顶帮支护，同时加强顶帮巡查，对存在的隐患及时处理。(6) 加强大断面巷道顶帮支护，加强顶板观测，及时掌握顶板变化情况。. .发现异常及时处理。(7) 副斜井

11、坡度为-17 ，辅运行车存在安全隐患。上下坡道设置一坡三挡、限速栅栏、限速路障及在井底弯道设防撞设施，防止车速过快失控，将损失减少到最小程度。（二）通风系统、通风系统基本情况(1) 通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式。(2) 矿井为低瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险性，煤的自燃倾向性为类不易自燃煤层。(3) 矿井具有独立完整的通风系统，其中 2 个进风井（即主斜井、副斜井）和 1 个回风井（即回风斜井）。回风斜井安装两台同等能力 FBCDZ-6-18（B）/2x132 型防爆对旋轴流式主要通风机 2 台（一用一备），电机功率 2132kW。额定风量 3275m /s（19204500m /min)

12、，风压 13503080Pa。33(4) 根据初步设计说明书普采工作面通风系统为全负压自然式通风；掘进工作面采用压入式局部通风机向掘进面提供新鲜风流。、通风系统评估1、评估结论所有采掘维修工作面均具备独立完整的通风系统，井下通风设施齐全完好，风量充足，各用风地点风速、风量均符合安规要求，矿井没有无风和微风作业区域、以及串联通风等现象，通风系统安全可靠。2、存在问题及建议a、井下风门、密闭墙、风墙等通风设施存在漏风现象. .采取的措施：1）立即安排施工队伍进行维修损坏的通风设施；2）联络巷两侧砌筑风墙减少巷道漏风，提高有效风量；（三）瓦斯防治系统、瓦斯防治系统基本情况（1）*煤矿属低瓦斯矿井，根

13、据 2012 年瓦斯等级鉴定结果：，瓦斯相对涌出量为 9.37m /t，绝对涌出量为 0.83m /min；二氧化碳相对涌出量为 6.28m /t，333绝对涌出量为 0.57m /min。3（2）矿井建立了瓦斯检查制度，三班专职瓦检员检查瓦斯，瓦检员执行瓦斯巡回检查制度。所有检查地点均设有瓦斯检查记录牌板，矿井建立了井下瓦斯检查汇报制度，井下发现瓦斯不正常的情况都会及时汇报给有关领导，以得到及时解决。矿长、技术负责人、管理人员和班组长、电钳工入井都必须佩带甲烷便携式检测仪。（3）安全监控系统运行异常，现属于淘汰设备，甲烷传感器异误报警。（4）风电闭锁、瓦斯电闭锁装置不完善。、瓦斯防治系统评估

14、1、评估结论瓦斯防治系统符合煤矿安全规程（2016 版）与煤矿企业安全生产许可实施办法及煤矿安全生产标准化（试行）的有关规定。井下所有电气设备采用防爆型；队长、班组长等人员入井时都随身携带便携式瓦检仪；管理体制组织机构健全，各项规章制度安全措施齐全。2、存在问题及建议. .（1）局部通风机未按照装设风电闭锁、瓦斯电闭锁装置。（2）瓦斯防治检测监控系统装备淘汰，运行异常，时常误报警。根据县局统一安排升级监测监控系统。（四）、煤尘防治系统、煤尘防治系统基本情况根据煤尘爆炸危险性鉴定，*煤矿煤尘无爆炸危险性。、煤尘防治系统评估井下产生煤尘的地点，如运输机转载点等都按照相关要求安设喷雾洒水设施，并定期

15、冲洗巷道以降低浮尘和落尘。本矿电气设备防爆检查严格，各种电气设备经常处于完好状态，符合煤矿安全规程有关规定。本矿按照有关规定已经设置防尘设施，并定期检查、维修或更换，降尘效果可以满足矿井安全生产需要。（五）防灭火系统、防灭火系统基本情况1、矿井内因火灾防治井田内可采煤层均为无烟煤。根据地质报告全区可采煤层 C 属不易自燃发b5火煤层。2、矿井外因火灾防治：本矿井下有消防洒水系统并配备灭火器材，盘区变电所设有防火栅栏两用门。并在地面建成消防材料库房，配备足够数量的消防器材。井下将在二期工程建设期间建设消防器材库。井下各开关等电气设备、皮带机机头处都设有消防沙、灭火器等消防物资。. .、防灭火系统

16、评估本矿井消防系统完善，消防水池、消防材料库、灭火器材的数量、规格、存放地点符合要求。编制防止采空区自然发火措施，灾害预防与处理计划中制定了防灭火措施，基本能够满足矿井目前防灭火要求。采空区及废旧巷道能够及时封闭，封闭前清理回收可燃物，所施工密闭墙的质量符合相关要求。（六）防治水系统、防治水系统基本情况1、矿井水文安全条件分析：矿区地质构造相对简单，煤系及围岩层平面分布简单，呈近南北走向并向西倾的单斜构造。矿井间接充水含水层有较厚的隔水层隔离，一般不会涌入矿井。水文地质类型属以裂隙含水层为主的中等类型，富水性弱；矿床充水主要来源于煤系及上覆层裂隙含水层渗入，总体涌水量较小。另外废弃的小窑积水对

17、矿床开采亦有影响，因废弃时间较长，其小窑积水可能有较强的酸性；开采后期因导水裂隙带达地表时，将增大涌水量。2、矿井排水系统：根据开拓布置，矿井投产时在副斜井井底1600m 水平布置主、副水仓，承担矿井整个服务期间所有涌水的排水任务，采用一级排水方案。矿井投产时排水管路敷设路线：1600m 水平水泵房1600m 水平管子道副斜井地面污水处理站，出井后进入污水处理站作达标处理；矿井投产时按此路线敷设 2 趟同等能力的排水管道（1 趟工作，1 趟备用）。根据地质报告预算的矿井正常涌水量为 57.8m /h（1387.41m /d），最大涌水33量为 92.5m /h（2219.86m /d）。选用

18、100D-457 型水泵 3 台，正常涌水量时 133. .台工作、1 台备用、1 台检修；选用1594.5mm 无缝钢管作为排水管，选用 D1594.5（DN150）mm 无缝钢管作为吸水管。、防治水系统评估1、评估结论矿井水文地质情况清楚，目前本矿受水害威胁比较小。水泵排水能力、水仓容积均能满足矿井正常涌水量和最大涌水量的要求，符合煤矿安全规程的要求。2、存在问题及建议一、矿井水仓排水系统正在完善当中，先采用临时水泵进行排水，加快排水系统的安装进度，确保矿井安全。二、准备应急物资及挡水沙袋，加强应急演练，在雨季期间，加强与地方三防部门配合，做好天气预报及防治整体准备，以指导矿方提前做好充足

19、的准备。（七）运输系统、运输系统基本情况主运输系统采用刮板输送机搭接带式输送机运输。再经盘区皮带运输机转载至胶带输送机大巷带式输送机经主斜井运出至地面，实现了井下煤炭的连续运输。辅助运输采用绞车牵引矿车运输。、运输系统评估1、井下带式输送机防输送带跑偏、打滑、断裂、堵塞和自动洒水降尘等综合保护装置不完善，2、缺少滚筒和主要轴承的温度监测系统，烟雾报警及消防灭火装置，输送带纵向撕裂保护装置。. .3、辅助运输采用绞车牵引运送物料和中小型设备，严格执行好“行车不行人”制度。4、加强提升运输管理，确保运输安全。（八）供配电系统、供配电系统基本情况矿井现为单回路供电，柴油发电机作备用电源，在二期工程结

20、束前完善双回路供电。单回路引自塘房 35/10kV 变电站（ T 接），塘房 35/10kV 变电站（3.15+2.5MVA）电源由乌峰 110kV 变电站（240MVA）提供，塘房 35/10kV 变电站（3.15+2.5MVA）至矿井变电所采用 LGJ-185mm 型架空线，距离 1.5km。2、供配电系统评估电源线路、主变容量及下井电缆符合要求。矿井建设及生产所需电源系统采用 10kV 电压等级供电，两回电源（二期工程结束前完善）线路采用分列运行，互为备用；当一回线路发生故障时，另一回承担矿井全部负荷，矿井双回路电源供电质量安全可靠。（九）通讯系统、通讯系统基本情况在矿井调度室安装有 S

21、W-2000HR 型生产调度交换机，最大容量 128 门用户端口，并配备 36AH 电瓶作为备用电源。地面办公室、绞车房、风机房、各职能办公室等处安设电话 16 部。井下机电硐室、井底车场、皮带运输机头、掘进工作面、维修工作面等处安设电话 18 部。、通讯系统评估根据目前建设情况，通讯系统完善，满足矿井生产需求。. .（十）人员定位系统、人员定位系统基本情况矿井安设有 KJ277 型人员定位系统，配备 KJ277-F 型读卡分站，并配有KJ277-K 型识别卡 150 个，其中 66 个备用，实现了人员跟踪系统全覆盖的规定要求。、人员定位系统评估1、评估结论人员定位系统已建成使用，满足矿井需求

22、。2、存在风险及建议（1）、人员定位系统分站电源取自附近的变电所及配电点。一旦停电时间大于 2 小时，会影响整个系统的正常运行。（2）、定位分站电池没电会造成系统漏检。防范措施：（1）加强设备巡查，各配电点停电时汇报调度室，确保人员定位系统供电正常；（2）在定位分站电池电量不足时及时更换电池。（十一）监测监控系统、安全监测监控系统基本情况矿井装备了 KJ95N 型安全监控系统，该系统由地面中心站、地面分站、井下分站、电源箱、各种传感器及矿用安全生产监测软件所组成。井下设分站，安设瓦斯、一氧化碳、负压、风速、温度、风门开关、设备开停、风瓦电闭锁等参数进行检测监控。、监测监控系统评估. .1、评估

23、结论（1）安全监测监控系统现属于淘汰设备，瓦斯传感器异误报警运行异常。（2）风电闭锁、瓦斯电闭锁及防雷电保护不完善2、采取措施：（1）根据县局统一布置，于 2018 年 10 月底前对安全监测监控系统升级更换完成并投入使用；（2）完善风电闭锁、瓦斯电闭锁及防雷电保护。（十二）压风自救系统、压风自救系统基本情况在地面建有压风机房，共安装了 2 台 LG132-8 型螺杆式空压机（一台工作，一台备用），功率 132Kw，排气压力 0.8MPa，排气量 24m /min。每台均有智能控3制系统，能够满足现有生产作业点用风需求。地面空压机房至井下的输气管路主管均采用100mm 风管从地面沿副斜井铺设到

24、集中运输大巷，沿盘区巷道采用50mm 风管接入，经分支管25mm 风管接入相关掘进工作地点。每个掘进工作面每隔 50m 设置了可供 5 人同时使用的 ZYJ型矿井压风、供水自救装置，供气量不少于 0.25m /min。3、压风自救系统评估煤压风自救系统完善，能满足系统要求。（1）、存在问题及建议压缩空气设备可能出现管路积碳、管路振动、储气罐爆炸等机电事故。（2）采取措施：为保证压缩空气设备安全运行，防范压缩空气设备事故的发生，设计按照煤. .矿安全规程相关内容的规定，对压缩空气系统提出以下要求：a空气压缩机必须有压力表和安全阀，压力表必须定期校准。安全阀和压力调节器必须动作可靠，安全阀动作压力

25、不得超过额定压力的 1.1 倍；b空气压缩机采用油润滑，必须装设断油保护装置或断油信号显示装置，严格控制油量，避免空气压缩机排风管路积炭；c空气压缩机的排气温度不得超过 160。必须装设温度保护装置，在超温时能自动切断电源；d空气压缩机吸气口必须设置过滤装置；e空气压缩机必须使用闪点不低于 215的压缩机油；f在储气罐出口管路上必须加装释压阀,释压阀的接口直径不得小于出风管的直径，释放压力应为空气压缩机最高工作压力的 1.25-1.4 倍；储气罐上必须装有动作可靠的安全阀和放水阀，并有检查孔；储气罐上必须装有超温保护装置，在温度超过 120时可自动切断电源和报警；g储气罐上部设置遮阴棚；h压缩

26、空气的管网设置尽量避免采用急骤弯曲和突然变径管件，管道连接部位均采用法兰连接、密封垫密封，以减少管网阻力损失和漏风损失。（十三）供水施救系统、供水施救系统基本情况我矿的供水施救管路与消防降尘管路采用了同一管路，地面设有一个 250m3的蓄水池，井下建立了供水施救与防尘消防共用的供水管路系统，并敷设到所有作业场所，并按规定设置三通和阀门。、供水施救系统评估. .供水施救系统管路已覆盖所有辅运、胶运及回风巷道，可以满足供水施救系统的用水需求。（十四）应急避险系统、应急避险系统基本情况根据煤矿30 万吨/年机械化改造初步设计在盘区胶带运输石门设置 1 个永久性避难硐室，永久避难硐室设计长度 35m，

27、断面为半圆拱形，支护方式为锚网喷。、应急避险系统评估现应急避险系统处于施工阶段。为确保矿井顺利竣工验收，加快矿井的建设进度，严格按照设计要求进行施工，工程质量符合设计要求。同时对应急避险系统的设备进行采购，确保顺利安装。四、重大危险源评估（一）瓦斯事故危险源评估1、瓦斯事故机理（1）事故类型及危害事故类型：瓦斯事故事故危害:1）瓦斯爆炸时产生的瞬时温度在 18502650之间，不仅会烧伤人员、烧坏设备、财产损失等还可能引起火灾。2）瓦斯爆炸产生的高温，会使气体突然膨胀而引起气压力的骤然增大，再加上爆炸波的叠加作用或瓦斯连续爆炸，爆炸产生的冲击压力会越来越高。在高温高压的作用下，瓦斯爆炸产生正向

28、冲击和反向冲击，可能引起火灾和二次爆炸。. .3）瓦斯爆炸后，产生大量的有毒有害气体，尤其是爆炸后产生的高浓度一氧化碳直接导致井下人员伤亡。4）瓦斯爆炸有可能引起煤尘爆炸。（2）事故原因分析发生瓦斯事故，必须同时具备以下三个条件：1）瓦斯浓度达到爆炸界限 516；2）氧气浓度不低于 12；3）有 650750的引爆火源存在。在这三个条件中，由于井下工作环境氧气浓度始终满足爆炸条件，所以瓦斯事故发生的原因提取为：瓦斯积聚达到爆炸界限，遇到引爆火源产生爆炸。（3）事故易发生的场所：瓦斯事故易发地点为采掘维修工作面、采空区、盲巷、高冒区、上隅角等。2、防范措施（1）、矿井通风系统要做到稳定可靠，风量

29、分配合理，采掘维修工作面及其它用风量必须按煤矿安全规程（2016 版）和矿井风量分配计划配足。（2）、做好特殊岗位人员培训，特别是要加强瓦斯检查员和放炮员的技术安全知识的培训，提高工作业务技术水平，瓦斯检查员做到“三对口”和不出现空班,漏检的地点。（3）、加强瓦斯管理，对临时停电、停风的采掘维修工作面必须立即停止工作，切断电源，工作人员撤到进风巷中。掘进工作面必须在巷道口设置栅栏和揭示警标，禁止人员入内，恢复通风前，首先检查停风区中瓦斯，超过3%和二氧化碳超过 1.5%时，由矿负责技术的人员编制排放瓦斯和二氧化碳安全技术措施。瓦. .斯浓度在 3%以下和二氧化碳在 1.5%以下时，矿负责技术的

30、人员编制排放瓦斯和二氧化碳的安全措施、矿长签发后，由瓦斯检查员按措施限量排放。前一种排放由救护队进行排放。（4）、当矿井主要通风机因故障或其它原因停止运转时，矿上电工应立即切断井下电源。采、掘工作面必须立即停止工作、人员全部撤到主要进风巷内，由矿长确定是否停产，人员是否撤到地面，时间不得超过 30 分钟，否则人员全部撤出到地面。停风期间，必须打开风井人行风门，以便充分利用自然风压通风。开动主要通风机时，必须先关闭风井人行道风门，后启动风机。（5）、加强瓦斯管理，防止瓦斯积聚。1)井下构筑通风设施工程质量必须达到通风质量标准要求，对通风巷道和通风设施做到定期检查，确保通风系统稳定可靠。2)合理分

31、配风量，使矿井各采掘面及其它用风地点有足够风量，风速必须符合煤矿安全规程（2016 版）要求。3)加强瓦斯管理，消灭无风、微风作业，消灭空班、漏检、假检和瓦斯超限作业。瓦斯检查员必须严格执行操作规程和岗位责任制。采掘维修工作面放炮必须做到“一炮三检制”和“三人联锁”放炮换牌制度，瓦斯检查员必须做到手上交接班制度。4)防止瓦斯积聚，对巷道冒高处，硐室顶和每个密闭墙每班至少检查一次瓦斯，距顶板以下或距墙 200mm 范围检查。回采工作面上隅角和掘进工作面的冒高处瓦斯积聚超限达 2%及以上，体积达到 0.5m3 时，必须停止工作、撤出人员、切断电源，由技术负责人编制技术安全措施，立即进行处理。5)采

32、掘维修工作面风流中瓦斯浓度达到 1.5%时，必须停止工作，撤出人员、. .切断电源进行处理，只有工作面风流中瓦斯降到 1%以下方可恢复生产。6)矿井总风或一翼回风巷中瓦斯浓度超过 0.75%，矿技术负责人必须立即查明原因，组织人员进行处理，并向上级报告。（6）、加强炮采工作面瓦斯管理，防止放炮堵塞1)炮采面每次放炮个数应严格规定，并按照作业规程和放炮工操作规程之规定执行，发现放炮后工作面风流不通畅立即停止放炮，检查风路是否畅通。2)放炮时必须严格执行“一炮三检制和“三人联锁放炮制”，经常检查瓦斯和风量变化情况，发现瓦斯超限或风量减小，必须停止放炮，立即查明原因进行处理，只有瓦斯降至规定范围和风

33、量正常后，方可进行放炮工作。（7）、预防瓦斯爆炸事故，防止各种引爆火源1)炮眼封泥要用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼长度应用粘土泥封实，封泥长度应按煤矿安全规程的要求执行。对无封泥、封泥不足或不实的炮眼，严禁放炮。严禁用煤粉、块状岩块或其它可燃材料作炮眼封泥。严禁明火，普通导爆索或非电导爆破雷管放炮；严禁放糊炮。2)井下不准带电检修和搬迁电气设备，必须带电搬迁电气设备，应制定专门安全技术措施，报矿技术负责人批准执行。井下电煤钻必须使用煤电钻综合保护装置，防止煤电钻电缆发生事故，造成电缆过热发生电缆燃烧引爆瓦斯。3)防止跑车事故，避免撞击火花和摩擦火花引爆瓦斯，必须加强绞车钢绳和“一坡三挡”的设施检

34、查，绞车提升下放车数要明确规定，不准超负荷提升、下放。4)严格机电管理，减少无计划停风，杜绝电气火源a、必须按照煤矿安全规程要求合理选择电气设备，井下应采用抗静电、. .阻燃电缆。b、坚持使用低化、漏电保护，每天对检漏进行一次试验，并做好记录。c、掘进工作面必须做到局扇、电钻风瓦电闭锁。d、井下煤电钻要使用煤电钻综合保护装置，淘汰干式变压器或手动开关。e、普通型携带式电气测量仪表，只准在瓦斯浓度为 1%以下的地点使用，因此使用电气测量仪表时，必须先检查瓦斯。f、严格防爆设备管理，杜绝电气设备失爆，井下防爆电气设备必须有设备防爆检查员检查其性能，合格后方可入井使用。使用中的防爆电气设备的性能检查

35、每月一次，作好记录。防爆性能受到破坏的电气设备，应立即处理或更换，不得继续使用。g、严格执行停送电制度，所有把手在切断电源时应闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌并送电。（8）、要切实加强瓦斯排放制度和巷道贯通制度以及盲巷的管理工作，排放瓦斯和巷道贯通要认真编制技术安全措施，严格审批手续。（9）、矿井阶段设计不准出现盲巷。在巷道施工中因地质变化需要改变施工而形成盲巷时，必须首先设置栅栏和揭示警戒，严禁人员入内，必须 24 小时内封闭。施工巷道顺序要进行合理安排，杜绝盲巷的产生。（二）火灾事故危险源评估1、火灾事故机理（1）事故类型：火灾事故；（2）事故危害

36、：1）造成人员伤亡，井下发生火灾后生成大量的有毒有害气体特别是一氧. .化碳造成井下人员中毒死亡；2）影响生产，造成局部或全部停产；3）造成煤炭资源的损失，封闭火区将冻结大量的可采煤量；4）造成巨大的经济损失，火灾将烧毁大量的设备，另外还消耗大量的人、财、物；5)可能引起瓦斯、煤尘爆炸事故；6)产生火风压破坏通风系统，导致事故扩大。2、火灾事故原因分析：（1）内因火灾：1) 矿井可采煤层为类不易自燃。（2）外因火灾：外因火灾是由于外来热源引起的，地面火灾大部分是外因火灾。井口建筑物内违章使用明火或电焊作业，容易引起外因火灾。1) 存在明火：吸烟、电气焊、喷灯焊、电炉、灯泡取暖。2) 出现电火花

37、：电钻、电机、变压器、开关、插销、接线三通、电铃、打点器、电缆等出现损坏、过负荷、短路等，引起电火花。3) 违章放炮：放明炮、糊炮、空心炮、动力电源放炮、不装水炮泥、倒掉药卷中的消烟粉、炮眼深度不够、最小抵抗线不符合规定等都会产生放炮明火。4) 瓦斯、煤尘爆炸：瓦斯、煤尘爆炸引起火灾5) 机械摩擦及物体碰撞：能引燃可燃物引起火灾。3、火灾事故易发生的场所：. .主运输巷道、回风巷道、采掘维修工作面、采空区、机头硐室、变电所、电气焊作业地点、材料巷等场所。4、火灾事故发生的预兆：（1）空气中的氧含量减少，一氧化碳和二氧化碳含量高，空气湿度增大形成雾气，巷道壁上有水珠。（2）燃烧时产生大量的可燃气

38、体并出现特殊的火灾气味如煤油味等，有时出现烟雾和明火。5、火灾防范措施（1）、内因火灾主要是煤尘自燃，井下各产生煤尘的地点，安装洒水降尘设施，实施洒水降尘。（2）、经常清除巷道内积存煤尘，采空区及废弃的巷道必须及时密闭。加强密闭检查，及时处理采空区漏风，防止采空区内自燃发火。（3）、加强采煤工作面及回风巷、运输巷的浮煤清扫回收。加强通风管理，减少采面负压，防止向采空区漏风。采面结束后 1 个月内必须永久密闭。（4）、经常进行全矿井防火检查，每 10 天对所有密闭进行检查，每 1 月对密闭的巷道检查一次。（5）、煤层自燃的早期识别。1）人的直接感觉是巷道内温度升高、湿度增大、出现雾气、巷道壁和支

39、架上出水珠。2）巷道中或采面出现煤油味、汽油、松节油或煤焦油味，表明已到自燃后期，很快就全出现烟雾和明火。3）发热发火区域流出的水和空气温度明显升高。. .4）接近火源附近时，有头痛、闷热、精神疲乏，裸露皮肤有微痛。（6）、矿在井下设置消防材料库，库内存放 CO 灭火器、干粉灭火器两台，2500kg 干河砂，一定数量的砖。（7）、严格井口检身制度，严禁携带烟草和点火器具入井，严禁穿化纤衣服入井。井下适当地点设置自救器硐室，存放自救器。（8）、井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯等焊接工作。（9）、井下硐室不准存放汽油、煤油和变压器油。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内

40、，用过的棉纱、布头和纸也必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期运出地面处理。（10）、井下要采用不延燃橡套电缆或矿用塑料电缆，正确选择和合理使用电器设备，加强维护，保证设备正常运转，防止发生故障。（11）、加强移动电缆的管理，随时检查和保护电缆的完好，对绝缘、护套已损坏的橡套电缆必须进行更换或处理。（12）、加强三大保护和五小件电气防爆检查和维护工作，并对五小件及设备的防爆性能进行检查。（13）、每天必须对低压检漏装置进行一次运行情况试验，发现问题立即处理，修复后方可送电，检漏装置应灵敏可靠，严禁甩掉不用。（14）、在火灾初期，当火区范围不大，火势较小时，最先发现火灾的人员立即与现场人员一起，积

41、极组织人力、物力控制火势，用直接灭火法灭火，可以使用巷道水沟水、黄泥、砂灭火，也可以使用干粉灭火器灭火等办法。严禁使用煤炭去灭火源。（15）、当火区火势较大时，首先必须切断火区电源，并立即佩戴自救器，. .在现场班（组）长将所有可能受火灾威胁的人员撤离危险区域，积极组织矿山救护队抢救遇难人员，并采取有效措施，防止火焰向有瓦斯或人员的巷道蔓延。（16）、在处理火灾事故时，无论是正常通风，或增或减风量，风流短路，隔绝风流，以及停止主要通风机运转等的先决条件是：人员全部撤出地面，由矿山救护队来进行处理。救护队应随时掌握井下火区范围，井巷风流方向，供风量，瓦斯浓度。在制定事故的作战计划时，应考虑不造成

42、瓦斯积聚，煤尘飞扬，不造成爆炸事故，不危及救护队员安全，不使超限的瓦斯通过火源或不使火源蔓延到瓦斯积聚的地点，有助于阻止火灾扩大，抑制火势，创造条件接近火源有利于灭火工作。（17）、当掘进及维修工作面发生火灾时，不得随意改变原有通风系统。当火势较小时，应组织人员就地直接灭火法灭火。当火势较大时，由矿山救护队进行灭火工作，首先进入巷道侦察或直接灭火，但必须有安全可靠的措施和处理事故的作战方案，防止事故扩大。（18）、当掘进及维修工作面发生火灾时，应通知回风区域的所有人员立即撤到新鲜风流巷道中。工作面工作人员在班（组）长的指挥下，利用工作面的条件可进行灭火，火势较大时撤出人员，由救护队进行灭火工作

43、，在灭火中进入火灾地点进风侧进行灭火时，必须防止火风压造成风流逆转的措施。（19）、当工作面火势较大或火灾附近风流中瓦斯浓度到 1.5%或二氧化碳浓度超过 1.5%时，工作面人员应在救灾指挥部指挥下，按矿井灾害预防与处理计划或作业规程中规定的避灾路线撤出地面，火灾灭火工作由矿山救护队进行处理。（20）、瓦斯检查员、放炮员、班组长在放炮后必须仔细巡视放炮地点，发. .现火情，火势较小时，立即采用直接灭火法灭火，用温衣物、水、黄泥、灭火器直接灭火。瓦斯检查员必须立即检查火区附近风流中瓦斯浓度，并监视瓦斯浓度变化情况，放炮员、班组长积极组织人员负责现场灭火工作，并向地面调度和矿长汇报火情和瓦斯浓度，

44、听从矿长指挥。（21）、井下电气设备着火时，应首先切断电源，在电源未切断之前，不得使用水来灭火，只能使用不导电的灭火器材进行灭火。（22）、当井下火灾无法直接灭火或直接灭火无效时，必须采取封闭措施灭火：1）在确保安全的前提下，封闭范围尽量缩小，封闭时采用火源的进回风侧同时封闭，不具备封闭条件时，可以采取先封火源进风侧，后封火源回风侧，不得用“先回后进”的封闭顺序。2）封闭有火灾气体和瓦斯爆炸危险的火区，必须采用防爆墙厚度不得低于5m，由救护队负责进行作业。3）在封闭过程中，必须每 10 分钟检查一次进、回风流中的瓦斯、一氧化碳、二氧化碳含氧量，判断其爆炸危险性，根据具体情况采取风量调节和充注惰

45、性气体的措施使火灾气体不具备爆炸危险性。4）无有效防爆炸措施时，必须将所有人员撤到地面。（23）、引爆火源未熄灭时，应控制风流，保证瓦斯在爆炸界限以下直接灭火，不能直接灭火或灭火有危险时应建筑永久密闭墙进行封闭。（24）、煤层自燃发火，如果不是明火，可采用均压通风控制火势，然后采用灌浆堵漏、打钻注水玻璃等措施。如果火势发展无法控制，必须进行封闭。. .（25）、封闭火区应按如下要求进行: 根据火区的瓦斯涌出情况合理控制风量，以减弱火势，同时要使封闭区内的瓦斯积聚在封闭期内达不到爆炸界限，如瓦斯浓度增加较快，在封闭过程中可能产生爆炸事故时，应先在进风侧同时建筑防爆墙。 进回风侧密闭的封口工作均由

46、救护队员进行，其他人员撤到安全地点，且进、回风侧的封口工作必须同时进行。 在封闭过程中，应有专人连续检查回风侧火区内的瓦斯变化情况，根据瓦斯浓度增长速度要加快密闭施工速度，由一人统一指挥，采用电话或人员联系，随时通知施工人员撤出危险区，防止瓦斯爆炸伤人。 火区封闭应制定专门安全技术措施，如用常规方法封闭火区安全隐患较大时，由矿经理或总工程师请示煤炭局采用惰性气体发生器等特殊手段封闭火区。 根据已探明的火区地点和范围，确定井下通风系统，当发生火灾在主平硐或主要进风巷时，可采用反风或风流短路的措施。反风前井下人员由主上山撤到地面，并切断所有入井电源。（三）顶板事故危险源评估1、事故机理：（1）事故

47、类型：顶板事故；（2）事故危害：1) 局部片帮、冒顶造成人员伤亡及设备损坏；2) 大面积冒顶产生飓风，造成人员伤亡及设备损坏。. .3) 造成巷道超宽、超高而不能正常使用。4) 造成巷道变形或断面缩小不能满足使用。2、事故原因分析：（1）地质情况探测不清，地质条件发生变化后预报不准确；（2）支护设计存在缺陷；（3）作业规程编制不详细或不符合实际；（4）未对顶板破碎带进行补强支护；（5）支护材料不合格；（6）大面积空顶和采空区大面积悬顶；（7）在掘进与回采中突遇构造，未及时采取措施；（8）冲击地压。（9）未按设计或措施要求进行支护。（10）支护质量不符合相关规定要求。（11）对顶板及支护质量的检

48、查不到位。（12）未严格执行敲帮问顶制度。（13）违章作业，人员在空顶下作业，将设备放在空顶下。（14）支护设备，如支架选型不合理，支护强度不足。（15）支护时间滞后两小时以上。（16）工作面来压，漏矸严重或片帮严重。（17）超前段或端头支护强度不足。（18）顶板预裂爆破效果差，导致老顶初次大面积断裂。（19）初次来压导致压死支架。. .（20）初采期间采空区面积大而未及时采取放顶措施。（21）初采期间未设人员防护措施。（22）未严格执行初采安全技术措施。（23）采空区来压，导致密闭。（24）掘进工作面遇破碎带时未及时采取临时支护或临时支护不合理。（25）掘进期间巷道超宽未采取补强支护措施。3

49、、事故易发生的场所：工作面采空区、顺槽及上下出口前 20m 范围、掘进工作面空顶的巷道、顶板破碎或有淋水的巷道、巷道交叉点、大断面巷道及硐室、回撤通道等。4、事故发生的预兆：（1）大面积冒顶的预兆：工作面压力增加，顶板离层，顶板连续发出断裂声，顶板破碎、掉渣由少到多，由稀到密，顶板裂隙由小到大，煤壁受压，煤质变松，片帮增多，打眼比平时省力；有淋水的顶板，淋水量增加。（2）局部冒顶的预兆：工作面出现断层、冲刷带等地质构造；顶板裂隙增多，离层、张开并有掉渣现象。煤层与顶接触面上，极薄的岩石片不断脱落。5、防范措施（1）、施工作业点严禁空顶作业。靠近掘进工作面 10 米内的支护，在爆破前必须检查。（

50、2）、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹净视线清楚后，必须由爆破工、 瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、支护等情况，在前探支架的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。. .（3）、施工人员必须按作业规程的规定及时进行临时支护和永久支护，临时支护必须到迎头，迎头最大临时支护距离必须符合规定，超距时必须立即进行永久支护。（4）、严禁空顶作业，如发现支护不符合规定或支护质量不合格、不安全时，必须立即处理，否则不准进入工作面作业。（5）、施工中严格执行敲帮问顶工作，开工前、钻眼前、放炮后、支护前都要坚持每 15 分钟进行一

51、次敲帮问顶工作，及时找掉悬矸危岩。（6）、敲帮问顶工作必须遵守下列规定：执行人员应由两名有经验的人员担任，一人问顶，一人观察顶板及退路。问顶人应站在安全地点，观察人应站在问顶人的侧后面，并保证退路畅通。问顶应从有完好支护的地点开始，有安监员或安全网员现场监督，由外向里，先顶板后两帮依次进行。问顶范围内严禁其它人员进入。问顶人员应戴手套。用长工具问顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先用木点柱或其它方法设置临时支护，保证安全后，再顺着裂隙、层理慢慢找下，不得强挖硬刨。（7）、在贯通巷道施工时，必须按贯通措施的规定做好工作，加固和完善贯通地点的支护，防止发生冒顶事故

52、。（8）、遇地质构造或围岩破碎时，按照技术部门的通知及时调向和变坡，缩小循环进尺，减少装药量，前探梁及时前移，减少顶板空顶时间，减小支护间排距。抓好工程质量，保证支护质量达到设计要求，并设现场检查记录本，在围岩活动剧烈地段进行矿压检测，及时掌握顶板围岩变化情况。（9）、当顶板离层、巷道变形严重时，在有效临时支护下，及时处理片帮落. .下的矸石及顶板悬矸，补打锚杆，挂好网，串实顶，若离层距完整顶板远时，应及时加打锚索以防顶板整体垮落。（10）、所有工作必须在安全有效的永久支护及临时支护下进行。、锚网及锚喷巷道用前探梁作临时支护时，前探梁选用 89mm、壁厚3.5mm 无缝钢管制成，长度不低于 3

53、.5 米，间距 600-1300mm。巷道净宽大于 3.2 米时，使用 3 根前探梁，净宽小于 3.2 米时，使用 2 根前探梁，前探梁距迎头端面不超过 300mm。前探梁插入到吊环内平形使用，吊环用吊环用150mm 无缝钢管切割成宽 80 mm 的小段,其上钻20 mm 的小孔,吊挂在顶板锚杆上，吊环上的锚杆外露丝不少于 2 丝，顶板不平，吊环无法正常使用时，可用 30t 溜子链条代替。原有巷道锚杆不能满足悬吊前探梁要求时，必须单独打设。移前探梁时，锚网巷道要提前将网铺好，前端用前探梁及支护材料将网托至顶板,用木仨紧牢接顶，后端和吊环接触处内用木仨紧实防止滑动。然后在网下部打定锚杆。上山坡度

54、较大时，为防止前探梁下滑，前探梁尾端，用螺丝和溜子链环或10 铁丝通过防滑眼固定在就近的顶板锚杆上。#、架棚巷道每根前探梁使用两根 30t 溜子链条固定在牢固的永久棚梁下。其使用规格同上。链条穿过棚梁，用配套的链节环连接两头并上紧螺丝固定。加固前探梁时，前端用支护材料穿实接顶，后端穿入链环套，用木仨紧实防止滑动。（11）、用点柱作临时支护时，应做到以下几点：、每根点柱都必须带帽，柱帽的规格边长大于点柱直径 5cm 以上，厚度5cm，柱端平面应向上，与柱帽接触处要用木楔打紧，严禁在一根支柱上使用双柱帽和双楔子。、打点柱时，柱帽要居中。水平巷道中的点柱应垂直顶底板，不准歪斜。. .在倾斜巷道中，每

55、有 56 度的倾角，支柱应增加 1 度迎山角。、柱排距符合作业规程的规定，柱窝必须在硬底以下不少于 15cm ，如底板为软岩时，可在柱下加木垫，规格同柱帽。（12）、必须经常对掘进工作面后方的所有巷道进行检查，视顶板压力情况，必要时采取加固支护措施，保证支护完好有效，巷道畅通无阻，发现不安全隐患因素，必须修复合格后，方可进入迎头作业。巷道修复过程中，严格执行好敲帮问顶制度。（13）、当顶板突然来压、支护变形速度剧增时，必须立即停止作业，撤除所有受威胁人员，并向矿调度室及有关单位汇报，待隐患解除后，方可进入迎头作业。（14）、料场内必须存有 23 天所用的支护材料，并分类码放整齐，挂牌管理，迎头

56、必须有备用不少于五架棚的临时支护材料，如点柱、板棚等，规格要根据巷道的断面尺寸确定，距迎头不大于 100 米。（15）、当遇压力集中区、过断层、软岩、动压较大、顶板破碎，致使巷道表面位移、支架变形（锚带网巷道下沉量超过 100mm，架棚巷道变形量超过50mm），应及时复工字钢加强支护，按照以下措施执行：、由当班安监员负责撤除迎头人员至安全区，由跟班区长组织人员复棚处理；、按照由外向里的顺序逐架进行，施工人员严禁进入复棚以内区域。、复棚前，必须对复棚区域以外未变形的永久支护进行加强支护，锚带网巷道 10 米范围内重新上紧锚杆，联好网；架棚巷道补全补齐撑木，用板枇木仨等腰实顶帮，用联棚器把两帮联牢

57、，范围不低于 10 米。. .、复棚前严格执行敲帮问顶制度，敲帮问顶人员必须在未变形的永久支护下利用长把工具摘除顶帮的危岩悬矸；复棚前必须在未变形的锚带或棚梁上先使上数量不少于 2 根（巷道宽度超过 3.2 米时用 3 根），长度不小于 3.5 米的 3 地质钢管或兀型钢作前探梁，施工人员在前探梁的有效掩护下托上所复棚梁，连同变形锚带或棚梁一起挑牢，用板枇木仨等紧实，然后在复棚空档内两帮各支设两根护顶护帮点柱，点柱要打顶板上，严禁碰触棚梁，支设牢固，点柱采用直径不小于 180mm 的优质木点柱并穿鞋戴帽，支设点柱时严格执行一人操作一人监护的制度并找好退路，发现问题及时处理。、施工人员必须在前探

58、梁、临时点柱的有效支护下挖腿窝竖棚腿,并保证有200mm 以上的柱窝，用板枇木仨腰实棚，打齐打全撑木。、棚梁应支设在两棚梁或锚带之间，所复棚的规格应与巷道断面相符，扎角符合巷道设计要求，棚腿不得防碍巷道运输要求及安装要求。、施工时，棚下严禁有人逗留或进行与复棚无关的工作，并且巷道内严禁提升。、复棚规格要与巷道宽度相符，棚腿根据现场高度确定，但棚腿必须有200mm 的柱窝，见硬底，软底穿鞋。、其余执行该规程架棚支护安全技术措施部分。（16）、巷道过断层、顶板破碎带时，要采取特殊措施，周边眼间距缩小至300mm，装药量减少至 100g/眼。循环进尺及空顶距缩小至正常进尺及空顶距的一半。（四）水灾事

59、故危险源评估1、水灾事故机理. .（1）事故类型：水灾事故；（2）事故危害：1) 水灾发生导致人员伤亡或设备损坏；2) 水灾发生后会导致瓦斯积聚、有毒有害气体进入；3) 水灾伴随有溃沙、顶板垮落；4) 严重的水灾会导致淹井。2、事故原因分析：水灾出现的原因有：越界开采，防水密闭失效透水，违法开采防水煤柱，煤柱突然垮落，防水煤柱设计过小，采空区，断层、裂隙、井巷导水、冒顶、放炮、掘进导通水体；矿井排水能力不足也是造成水灾的原因。3、事故易发生的场所：采空区，采区（煤矿）边界，断层、裂隙、薄基岩区。4、事故发生的预兆：煤层发潮、发暗、发冷，巷道壁挂红、挂汗，工作面温度降低，顶板淋水加大，工作面压力

60、增大，片帮冒顶，煤层里有嘶嘶的水声或水砂涌入声，甚至有向外兹水现象。5、防治措施（1）、在洪期前矿组织人员查清矿区和附近的地面水流系统，溪沟的汇水情况，疏水能力的排水系统。对平硐、风井井口要设栏山水沟，防止地面洪水进入井下。（2）、对井下直接影响的漏水洞要进行填堵，防止地面洪水灌入进下。（3）、在雨季，每次大雨后必须派专人检查矿井井田范围地面有无裂缝、塌. .陷和老窑陷落等现象，发现漏水要及时堵漏，防止淹井。（4）、暴雨时凡可能进水的平硐口和风井口都要设置挡水板，用黄泥封堵，防止地面水倒流入井。（5）、采掘维修工作面和其它地点如发现有挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水响、顶板淋水增大，底鼓或有