安全现状评价报告

赤峰元宝山区刘家店元通煤业有限公司

通达煤矿安全现状评价报告山东信力安全技术有限公司资质证书编号:APJ-（国）-300二0一二年五月赤峰元宝山区刘家店元通煤业有限公司通达煤矿安全现状评价报告报告编号;SDXL-AP•D-MXZ001-2012法定代表人: 刘长清技术负责人: 陈沛评价项目负责人:孙光军报告完成日期:二〇一二年五月（安全评价机构公章）s赤峰元宝山区刘家店元通煤业有限公司通达煤矿位于内蒙古自治区赤峰市元宝山区元宝山镇。矿井2007年经技术改造,改造后生产能力达到30万t/ao根据国家煤矿安全监察局颁发的第8号令《煤矿安全生产许可证实施办法》（2004年5月17日）的要求,赤峰元宝山区刘家店元通煤业有限公司通达煤矿委托山东信カ安全技术有限公司进行“煤矿安全现状评价”，双方签定了委托书和合同,明确了各自的权利和义务。信力公司接受委托后,立即组成评价小组,依照“安全第一,预防为主,综合治理”的安全生产方针和煤矿生产应执行的国家有关法律、法规、规程、规范的要求,于2012年2月1071日赴现场对现场进行调查、搜集资料,对矿井生产过程中的危险有害因素进行了分析,对生产现场的安全管理、开采、通防、供电、提升、运输、防治水、压气及输气系统、通信与人员定位、安全监测监控、地面生产系统、爆炸材料储存与运输等系统等进行调査并做了评估,进行了定性、定量分析,提出了安全对策措施及建议,做出了评价结论。评价报告在编写过程中多次与通达煤矿联系,并于2012年3月6日对现场评价所提的问题进行了整改复查,在此基础上完成了《赤峰元宝山区刘家店元通煤业有限公司通达煤矿安全现状评价报告》。本次安全评价得到了内蒙古煤矿安全监察局、赤峰监察分局、通达煤矿领导和有关工作人员的大力支持和帮助，在此表示衷心地感谢!TOC\o"1-5"\h\z\o"CurrentDocument"概述 1安全现状评价的目的 1安全现状评价的范围及内容 1安全现状评价的依据 21.4 评价程序 51.5 矿井基本概况 65 矿井基本概况 76 矿井生产概况 14\o"CurrentDocument"2 危险、有害因素的识别与分析 23! 危险、有害因素识别方法和过程 232 主要危险有害因素的危险性分析 243 主要危险、有害因素存在场所 424 重大危险源识别 43\o"CurrentDocument"3 安全管理评价 451 安全管理模式、制度的建立及执行情况分析 452 安全培训与证件 483 安全技术措施基金提取使用情况 504 劳动防护用品 505 技术管理 506 矿井应急救援体系 517 安全管理评价结果 51\o"CurrentDocument"4 生产系统及辅助系统评价 521 评价单元的划分和评价方法的选择 522 开采系统评价 533 矿井提升系统评价 604 矿井运输系统 654.5 矿井通风系统评价 694.6 矿井防治水系统评价 724.7 矿井供电系统 754.8 瓦斯、煤尘防治系统评价 864.9 矿井防灭火系统评价 904.10爆炸材料储存、运输及管理系统评价 924.11压风及输气系统评价单元 934.12通信、人员定位系统评价单元 964.13安全监测监控系统 994.14地面生产系统评价 1024.15矿山应急与救援系统 1044.16卫生、健康监护系统 10517安全避险“六大系统” 106\o"CurrentDocument"5定性、定量评价 1151评价方法选择 1155.2主要危险、有害因素的存在场所评价 115.3评价结果分析 118\o"CurrentDocument"煤矿事故统计分析 1201同类矿山生产事故统计分析 1206.2通达煤矿生产事故统计分析 1226.3事故致因因素分析及事故危险度评价 122\o"CurrentDocument"7 安全措施及建议 1231针对事故整改措施的建议 1232安全管理措施建议 1243安全技术措施及建议 124\o"CurrentDocument"8 安全评价结论 1341划分系统单元评价结果 1342主要危险、有害因素及危害程度 1343应重视的安全对策措施 1364安全评价结论 1371概述安全现状评价的目的安全现状评价是查找、分析和预测煤矿存在的危险有害因素及可能导致的危险、有害后果和程度,提出可行的安全对策措施,指导控制危险源和事故预防,达到降低事故率、减少损失和最优安全投资效益。并从四个方面促进矿井的安全生产。1）提高矿井本质安全化程度。通过安全评价,全面系统地从工程、系统设计、设施运行与管理等过程对事故和事故隐患进行科学分析,针对事故和事故隐患发生的各种可能原因和条件,提出消除危险的技术措施方案,从矿井生产系统、工程、设施、设备采取措施,实现生产过程的本质化安全，杜绝重大事故发生。2）实现全过程安全、全过程控制。煤矿安全生产管理是个复杂而庞大的系统エ程,矿井生产的ー个环节或者ー个位置的失控都有可能是事故的诱发因素,因此,要做到矿井安全生产的长治久安,必须实现全过程的安全控制。3）建立系统安全的最优方案、为安全管理决策提供依据。通过评价,分析系统存在的危险源及其分布位置、数量、形式,预测事故发生的可能性和严重程度,提出相应的安全对策措施,以便根据评价结果选择系统安全的最优方案。4）为实现安全技术、安全管理的标准化和科学化创造条件。安全现状评价的范围及内容评价的范围评价范围为内蒙古国土资源厅核定的赤峰元宝山区刘家店元通煤业有限公司通达煤矿《采矿许可证》的开采范围,是对通达煤矿矿井开采、通风、瓦斯防治、煤尘防治、防灭火、供电、提升、运输、压风、六大系统等主要生产、辅助、安全系统的安全评价和对通达煤矿安全管理模式、安全生产保障体系适应性的安全评价。评价的内容根据煤矿安全评价导则规定,煤矿安全现状评价的主要内容如下:1）评价煤矿安全管理模式对确保安全生产的适应性,明确安全生产责任制、安全管理机构及安全管理人员、安全生产制度等安全管理相关内容是否满足安全生产法律法规和技术标准的要求及其落实执行情况,说明现行企业安全管理模式是否满足安全生产的要求;2)评价煤矿安全生产保障体系的系统性、充分性和有效性,明确其是否满足煤矿实现安全生产的要求;3)评价各生产系统和辅助系统及其エ艺、场所、设施、设备是否满足安全生产法律法规和技术标准的要求;4)识别煤矿生产中的危险、有害因素,确定其危险度；5)评价生产系统和辅助系统,明确是否形成了煤矿安全生产系统,对可能的危险、有害因素,提出合理可行的安全对策措施及建议。安全现状评价的依据.1法律、法规1)《中华人民共和国劳动法》(1994.7.5)；2)《中华人民共和国安全生产法》(2002.6.29)；3)《中华人民共和国矿山安全法》(1992.11.7)；4)《中华人民共和国煤炭法》(1996.8.29)；5)《中华人民共和国环境保护法》(1998.12.26)；6)《中华人民共和国矿山安全法实施条例》(1996.10.11)；7)《煤矿安全监察条例》(2000.11.7)；8)《煤矿建设项目安全设施监察规定》(2003.7.4)；关法律、法规。安全文件、标准1)《安全评价通则》(AQ8001-2007)；2)《煤矿安全评价导则》(煤安监技装字[2003]114号；2)《煤炭生产许可证管理办法实施细则》；3)《煤矿安全规程》(国家煤矿安全监察局,2011.3.1)；4)《煤炭エ业小型矿井设计规范》(GB50399-2006)；5)《防洪标准》(GB50201-94)；6)《煤矿安全监控系统通用技术要求》(AQ6201-2006)；7)《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028-2006)；8)《煤矿井下粉尘综合防治技术规范》(AQ1020-2006)；9）《煤矿采掘工作面高压喷雾降尘技术规范》（AQ1021-2006）；10）《煤矿井下低压供电系统及装备通用安全技术要求》AQ1023-2006；11）《煤矿职业安全卫生个体防护用品配备标准》（AQ1051-2008）；12）《煤矿井下安全标志》（AQ1017-2005）；13）《机械安全防护装置固定式和活动式防护装置设计与制造一般要求》（GB/T8196-2003）；14）《防治水安全规定》（2009.12.01）；15）矿山电カ设计规范》（GB50070-2009）；16）《煤矿井下低压供电三大保护实施细则》；17）《煤矿安全生产基本条件规定》（5号令）；18）《矿山救护规程》 （AQ1008-2007）；19）《关于特种作业人员安全技术培训考核工作的意见》（安监管人字（2002）124号）；20）国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局《关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统的紧惹通知》（安监总行［2007］167号）;21）劳动和社会保障部、国家安全生产监督管理总局、国防科学技术エ业委员会关于贯彻《安全生产许可证条例》做好企业参加工伤保险有关工作的通知（劳社部发［200518号）；22）国家安全生产监督管理总局《关于规范重大危险监督与管理工作的通知》（安监总协调字［2005］125号）；23）关于印发《企业安全生产费用提取和使用管理办法》的通知（财企［2012］16号;24）国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、国家发展改革委、劳动和社会保障部《关于加强煤矿安全生产工作规范企业劳动定员管理的若干指导意见》（安监总矿字［20061216号）;25）安监总规划［2006］146号《禁止井エ煤矿使用的设备及工艺目录（第一批）》26）安监总煤装［2008］49号《禁止井エ煤矿使用的设备及工艺目录（第二批）》;27）安监总煤装［2011］17号《禁止井エ煤矿使用的设备及工艺目录（第三批》；28）安监总煤调（2009）142号《关于进ー步加强煤矿职业健康工作的通知》；29）《关于印发煤矿作业场所职业危害防治规定（试行）的通知（安监总煤调[2010]121号;30）煤安监调査[2008]13号《关于进•步加强煤矿安全生产工作的紧急通知》;31）内蒙古自治区煤炭工业局、内蒙古煤矿安全监察局《内蒙古自治区煤矿安全质量标准化标准及考核办法》;32）内蒙古煤矿安全监察局《关于开展煤矿矿用安全产品检测检验工作的通知》（内煤安办字[2006130号）；33）内蒙古煤矿安全监察局《关于加强煤矿企业主要矿用设备检测检验工作的通知》（内煤安办字[2007]25号）；34）内蒙古自治区煤炭工业局:内煤局字[20071290号《关于限定煤矿井下作业人员数量的通知》；35）《内蒙古自治区国有煤矿（安全生产许可证）年检工作实施方案》的通知（内煤安办字[2007]20号）；36）内煤安救援字[2009]1号关于加强煤矿应急救援工作的通知；37）安监总煤装（2011）15号《关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知》38）安监总煤装（2011）33号《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）》39）其它有关文件、标准。企业提供的资料1）矿井整合改造初步设计说明书；2）矿井矿产资源储量检测年度报告；3）营业执照、采矿许可证、煤炭生产许可证、安全生产许可证、矿长资格证、矿长安全资格证等；4）安全管理组织机构设置情况；5）安全生产责任制、安全管理制度汇编、安全技术操作规程汇编；6）矿井灾害预防与处理计划；2011年各类保险缴纳情况、安全费用提取情况；8）矿井安全管理人员及特殊工种培训及持证情况；9）矿山救护配备情况；10）采、掘工作面作业规程;11）矿井通风有关资料;12）矿井瓦斯、煤尘、自然发火有关资料;13）防治水系统评价有关资料;14）爆炸材料管理系统评价有关资料；15）提升系统评价有关资料；16）运输系统评价有关资料；17）安全避险六大系统评价有关资料；18）矿井安全统计资料；19）安全评价需要的各种图纸资料；20）其它有关资料。评价程序煤矿安全现状评价程序・般包括:前期准备；危险、有害因素识别与分析；划分评价单元；选择评价方法,进行定性、定量评价；提出安全对策措施与建议；做出安全评价结论；编制安全评价报告等。本次评价工作程序见后安全现状评价程序框图。安全现状评价程序框图矿井基本概况5.1企业概况1）企业性质赤峰元宝山区刘家店元通煤业有限公司通达煤矿属于民营经济,经济类型为有限责任公司。2）企业证照①采矿许可证号:C1500002009031120008526I有效期至2012年9月30日;②营业执照注册号:150000000010265（1-1）,有效期至2012年6月23日:③安全生产许可证号：（蒙）MK安许证字[2018]D028,有效期至2012年6月23日;④煤炭生产许可证号：201501010095,有效期至2013年7月31日。⑤矿长资格证号:MK150403538,有效期至2015年9月24日。⑥矿长安全资格证号:蒙A150201114258号,有效期至2015年九月二日。3）员工人数全矿共有员エ236人,采掘135人。其中管理人员18人,技术人员3人。井下员エ165人,矿井最大班下井人员55人，批准下井班最多人员55人。4）生产能力及服务年限整合后矿井井田尚有资源储量238.95万t,矿井设计生产能力30万t/a.矿井服务年限为4.78a。至2011年末,剩余资源储量79.135万t,还可采2.64a。矿井概况1）地理位置与交通矿井位于内蒙古自治区赤峰市元宝山区元宝山镇,地理坐标为东经119°10'39"——-119°11'03",北纬42°15'44"——42°16'05"〇矿井与区、镇间有公路相通,距叶百寿一赤峰铁路的马林站1km,赤峰ーー元宝山公路通过矿区,汽车与火车运输可通赤峰、朝阳、沈阳、大连等地,交通方便。2）井田境界井田境界南以814勘探线与红庙矿公司二号井为界,西部以Fm断层与红庙矿ー-井为界,北部以820勘探线与红庙矿一井为界,东至煤层露头,走向长0.59km,倾向宽0.306km,面积01808km2。井田界限由13个拐点连线圈定:点号X坐标丫坐标点号X坐标丫坐标14681282.0040432676.0084681612.0040432145.0024681482.0040432611.0094681492.0040432198.0034681642.0040432499.00104681425.0040432290.0044681820.0040432410.00114681415.0040432270.0054681775.0040432317.00124681338.0040432336.0064681719.0040432207.00134681162.0040432445.0074681674.0040732269.003)自然地理(1)地形与地貌该矿位于元宝山煤田西南部红庙矿区,属低山丘陵区,地形起伏,井田中部地势较高,海拔标高550.〇〜638.3m,向四周逐渐降低,最低标高550.0m,地表坡度4°〜5°〇(2)气象该矿所在区域中温带半干旱大陆性气候,干旱多风。尤其春季风沙较大,最大风速30m/s。年气温最高42.5°C,最低气温ー31.4°C。年降水量208〜564mm,年蒸发量1311.6〜2315mm。冻结期一般为11月至翌年4月末,最大冻土深度为2.01m。(3)水系矿区东南7km有老哈河流过,为本区主要河流。河床标高+475m,西北7.5km有英金河流过。(4)地震依据“中国地震动参数区划图”得知:本区所处地域地震动峰值加速度(g)为0.15,对照地震烈度为7.5度。据了解，本区近年来未发生过地震。4)周边矿井的开采情况本井田东部为煤层露头。东部、南部、西部均为平庄煤业集团公司红庙煤矿采空区。通达煤矿与红庙矿均留有井田隔离煤柱,井下没有相连通的巷道和采空区。矿井地质特征1)区域地质元宝山煤田处于阴山纬向构造隆起带东段,新华夏系构造复合部位,是ー个受新华夏系构造控制的中生代含煤盆地。东西两侧以温泉断裂、水泉断裂为界。盆地基底由前古生代地层组成。盆地内白垩系地层沉积前盆地内基底不平,存在局部隆起,其中以小木头沟隆起最为明显。盆缘温泉断裂,据温泉村和唐房营子所见为ー北北东向压性断裂,断裂形成时间较早。活动持续时间较长，对元宝山煤盆地内含煤建造的生成、发展和保存均有明显的控制作用。由于盆地两侧长期缓慢上升,造成了早白垩世含煤建造形成的有利条件。盆地内断裂以燕山运动末期表现强烈,受温泉断裂的控制产生了元宝山露天Fi红庙等北北东向压扭性断裂和红庙F2等北西向张性断裂。这些断裂直接控制了元宝山煤盆地内煤层的缺失与保存。2）地层该区地层自下而上有:中性界白垩系下统杏园组、元宝山组,风化剥蚀带、新生界第四系。分述如下:（1）杏园组（klf）：全区发育,按岩性可分为上、中、下三段,即下部砾岩段,中部灰绿色砂岩段,上部砂岩、泥岩含煤段。中部灰绿色砂岩段,仅415号钻孔见到,钻孔见厚度158.36m,岩性以灰色、灰绿色砾岩为主，夹薄层黑色泥岩、灰色砂岩。砾石成分以花岗岩、花岗片麻岩、石英岩为主,含少量的安山岩砾石。砂泥质胶结。砾径0.5〜1cm,分选差,砾径最大者达10cm.上部砂岩、泥岩含煤段:以砂岩、泥岩为主,含薄煤层，砂岩以细砂岩、粉砂岩为主,夹薄层中、粗粒砂岩。砂岩成分由石英、长石和部分岩屑组成,泥质胶结。415号钻孔穿透该层段143.50m,并见14个薄煤层,单层最大厚度0.45m,煤层总厚度!.86m.（2）元宝山组（klf）：为本区主要含煤地层,其间含煤6组,以五、六煤组最发育。依岩性分为上、下两部分。上部灰色、灰白色厚层状中粒、细砂岩为主,夹薄层状粗砂岩和泥岩，其间含煤四组,四煤组局部可采，可采厚度最大2.70m,一般1.5m左右。ー、二、三煤组均为不可采的薄煤层,分布于露天深部及中深部。地层最大厚度231.37m（7828号钻孔）,一般厚度200m左右。下部以煤层为主，夹黑色泥岩、灰色粉砂岩、灰白色粗砂岩、砂砾岩。五、六煤组全层厚度53.72〜144.53m。（3）风化剥蚀带：岩性以灰白色泥岩为主,夹灰白色细砂岩、粗砂岩、粉砂岩、局部为砾岩。砾岩、砂岩、泥岩多不显层理，粉砂岩偶见缓波状层理，部分泥岩中含大量植物化石碎屑,厚度为〇〜19.35m.第四系（Q）：全区发育,自上而下为紫红色粘土、黄褐色砂土、亚粘土;现代风积沙。东部厚西部薄,一般厚25m左右。不整合于老地层之上。2）地质构造含煤地层为ー单斜构造,走向30°,倾向120°,倾角8°-17°,浅部陡,深部缓。全区断层比较发育，以一组NW向斜交正断层为主。矿区有断层三条，落差大于5m,从平面看多为封闭式枣核状正断层,即中间落差大,向两端变小至尖灭,多致煤层产状发生变化,对采煤有影响。3）岩浆岩本区内未见有岩浆活动。4）含煤地层该井田含煤地层为元宝山组下段和中段。下段含薄煤层，单层最大厚度0.49m；中段含5、6两个煤组,厚度0.7〜119.14m,一般80m左右。5）煤层区内发育的七个煤层中,除6-4煤层不可采外,其余6个煤层在区内均见有可采点，但5-1、5-2,6-2三个煤层仅在本区深部706号孔附近可采,且已被红庙三井开采,不予叙述。5-3、6-1、6-2、6-3号煤层大部可采,分述如下:（1）5-3煤层见该煤层的钻孔有7个,其中6个可采，厚度1.81〜6.14m,一般4.50m左右,从倾向上看是深部厚、浅部薄，在走向厚度无明显变化,结构较复杂,含夹研1〜5层。6-1煤层见该煤层的钻孔有8个,其中4个可采,厚度1.1〇〜3.70m,含夹研1〜4层,其余钻孔浅部分变薄不可采,煤层厚度变化规律与5-3煤层基本一致。6-2煤层见该煤层的钻孔有9个，其中5个可采，厚度1.1〜2.67m,含夹研〇〜2层，其余钻孔浅部分变薄不可采,煤层厚度变化规律煤层厚度变化规律深部厚浅部薄。6-3煤层为复合煤层。其中最大厚度3.19m,最小厚度1.47m,平均厚度2.33m,含2〜5层夹研,厚度在0.2〜0.48m,平均厚度0.32m。可采煤层情况见煤层特征表。煤层特征表煤层a可采煤层厚度（m）可采点数顶板岩性底板岩性采度可程稳定程度最大最小平均5-310.251.04.7779砂岩为主次为泥岩砂岩为主次为泥岩部采大可於较定6-111.221.023.64129砂岩为主次为泥岩砂岩为主次为泥岩大部可采口较定6-210.051.03.94107砂岩为主次为泥岩砂岩为主次为泥岩大部可采号较定6-33.191.472.33102砂岩为主次为泥岩砂岩为主次为泥岩部采大可较稳定6）煤质根据化验测试综合结果,各煤层的煤均属中灰分、中一中高硫分、中热值褐煤。7）水文地质条件（1）地表水该矿位于元宝山煤田西南部,属于丘陵地带,地形起伏,井田中部地势较高,向四周逐渐降低,海拔标高550.〇〜638.3m,最低标高55降0m,一般标高在+580m,地表坡度4〇~5°〇矿区东南7km有老哈河流过,为本区主要河流，河床标高+475m,西北7.5km有英金河流过。（2）含水层①第四系孔隙潜水含水层该层自上而下为风积沙、坡积亚粘土层、含钙质结核及砂砾石透镜体,含水层厚4〜20m,西北薄,东南厚，潜水位2〜17m,其单位涌水量0.13〜0.0152kg/s.m。②基岩孔隙裂隙含水层白垩系砾岩孔隙裂隙含水层,该层为覆盖于煤系地层之上的孔隙裂隙含水层。其单位涌水量0.00066kg/s.m,渗透系数0.0028m/d,地下水位标高+615m,其水质为重碳酸钙镁钾钠型。侏罗系含水层:六煤组上含水层由砂岩、泥岩、沙质泥岩交替组成,厚度3~150m,岩性松散，其单位涌水量0.0115〜0.035L/s.m,渗透系数0.073-0.093m/d,水质为重碳酸钾钠型。六煤组裂隙含水层:六煤组局部裂隙发育，厚度约26m,单位涌水量0.2435L/S.m,渗透系数0.97m/d；六煤组下部孔隙裂隙含水层:六煤组下部为灰白色砂岩、砂砾岩,胶结较上部好,厚度5〇〜100m,单位涌水量0.0019L/s.m,渗透系数0.009m/d,水质为重碳酸钾钠型。③断层水该区断层落差不大,破碎带为砂泥质充填,断层透水性较弱,但元林矿上部为老空区，可采煤层距老空区较近,要注意断层导水的危害。（3）隔水层本区第四系砂砾层没有隔水层，在侏罗系地层也没有稳定的厚度较大的隔水层。（4）矿井涌水量矿井涌水量:依据现生产矿井提供的井下正常涌水量为5mソh,最大涌水量为lOmVho（5）矿井充水因素本区的主要充水源为侏罗系煤系砂岩、砂砾岩、裂隙弱含水层,该含水层的主要补给来源是大气降水沿露头处补给和第四系圆砾、砂砾孔隙强含水层的垂直渗透补给。同时,由于本区断层裂隙较发育,断层与第四系含水层底版接触处,第四系水渗透补给。此外，还有封闭不良的钻孔导水。（6）矿井水文地质类型划分根据矿井整合改造初步设计,该矿在正常生产条件下,矿井的主要充水因素为煤层系地层砂岩、砾砾岩裂隙水,矿井最大涌水量为10m7ho该矿井受采掘破坏影响的孔裂隙水溶隙含水层给水条件差,补给水源少,无大的断层,地表泄水条件好,无煤层底部灰岩出露，无富含水层,单位涌水量小于100m7h,采掘工程不受水害影响,防治水较简易，所以本矿井水文地质类型属于中1.5.4煤层与煤质1）煤层通达煤矿处于红庙矿区北边边缘部位。红庙矿区共含5、6两个煤组,5煤层分5-1,5-2、5-3三个可采煤层。6煤层分6T、6-2、6-3三个可采煤层。5-3、6-1、6-2已全部开采完毕，现开采煤层为6-3层。6T煤层厚5.91m,6-2煤层厚5.17m。6-3煤层为复合煤层,是该矿主要可采煤层。煤层最大厚度3.19m,最小厚度1.47m,平均厚度2.33m。含2~5层夹肝,厚度在0.2~0.48m,平均厚度0.32m。顶板为6-3和6-2煤层的间隔层,为灰白色砂质泥岩，抗压强度低，厚度0.5~2.0m,平均为1.38m。可采煤层情况见煤层特征表。煤层特征表煤层号可采煤层厚度(m)煤层层间距(m)采数可点板性顶?;■板性地岩可采程度稳定程度最大最小平均最大最小平均6-111.221.023.6423.130.154.62129砂岩为主次为泥岩砂岩为主次为泥岩大部可采较稳定6-210.051.03.94107砂岩为主次为泥岩砂岩为主次为泥岩大部可采较稳定6-33.191.472.3324.00.686.23102砂岩为主次为泥岩砂岩为主次为泥岩大部可采较稳定2)煤质(1)煤的物理性质:该区各煤层煤质没有显著变化。煤的颜色为黑色、黑褐色、条痕褐色。光泽为弱油脂光泽和沥青光泽,断口平坦节理发育,含方解石和黄铁矿,易风化。肉眼观察为半亮型一半暗淡型煤。(2)煤质特征:该区煤水分(Wr)含量为24.15-8.39%,平均为15.7%;灰分(A8)32.53-6.5%,平均15.16%:挥发分(V1)为46.20-36.77%,平均为42.86%；发热量(Qf)5976卡/克-3502卡/克,平均4955卡/克；含硫3.257.17%,平均1.46%〇(3)煤的容重:煤的容重为1.3t/m3o(4)煤的可选性:根据本井田相邻矿井井下生产大样简选、筛分试验资料,其可选等级为易选。（5）煤质牌号及用途:该井田煤质牌号为褐煤。根据煤的物理性质及化学特征,该井田煤的主要用途为民用、动カ用煤。1.5.5煤层开采技术条件1）煤层顶底板条件井田内可采煤层伪顶为碳质页岩,强度低、易垮落、随采随落;直接顶为砂质泥岩,致密、坚硬、灰白色、泥质胶结;直接底为砂质泥岩,致密、坚硬、灰白色、泥质胶结,遇水易软化。2）矿井瓦斯历年矿井瓦斯鉴定均为低瓦斯、低二氧化碳矿井。根据2011年通达煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告,该矿井瓦斯相对涌出量1.420171,绝对涌出量0.59m*/min,二氧化碳相对涌出量4.32mソt,绝对涌出量1.8m：'/min,确定矿井为低瓦斯、低二氧化碳矿井,无煤与瓦斯突出现象。3）煤尘爆炸性2011年6月27日,由赤峰矿安检验检测有限责任公司对井下煤层煤尘进行了煤尘爆炸性鉴定,检验结论为有爆炸性。4）煤的自燃倾向性2011年6月22日,由赤峰矿安检验检测有限责任公司对井下煤层进行了自然发火倾向性鉴定,检验结论为H类,自燃煤层。5）地温、地压根据钻孔及井下巷道测温试验,此区域每百米温度递增2-3℃,属地温梯度正常区;无冲击地压现象。1.6矿井生产概况6.1井田开拓与开采1）开拓方式与井筒该矿采用斜井、立井混合开拓方式。现有3个井筒:两条斜井、一条立井。分别为主斜井,副斜井,立井为风井。主斜井井筒内布设皮带运输机。担负矿井煤炭提升任务和进风,是矿井的・个安全出口。主斜井井筒断面积5.5m2,宽2.5m。井筒ー侧设置宽0.8m的人行台阶。井筒壁上悬挂的管缆,与胶带输送机的安全距离满足规程要求。副斜井安设绞车,担负矿井肝石提升、材料设备及人员的升降和进风,是矿井的另ー个安全出口。井筒内设动カ、通信、提升信号和瓦斯监控电缆。副井井筒断面、高、宽同主井井筒。其内铺设600mm轨距24kg/m钢轨,井筒每隔40m设ー躲避胴。装设了3道防跑车器。井筒ー侧设有宽0.8m的人行台阶,以便行人。井筒壁上悬挂的管缆,与矿车运输的安全距离符合设计,满足规程要求。竖井为专用回风井。井筒内敷设供、排水管路及黄泥灌浆管路。风井井口设有井口防爆门和行人安全出口。井筒特征表井筒及特征井口坐标井口标咼(m)井口深度(m)井口倾角(0)方位角度(°)直径或断面(m?)砌壁(mm)XY净掘厚度材料主斜井468150440432553.5565230171576.59.4400毛石副斜井468149540432522565152251636.59.4400毛石竖井46813284043255456562903.03.6300人工混凝土备注主斜井皮带提升,副斜井串车提石F、运料。主、副斜井均为进风、行人井。2)水平、采区划分及工作面布置由于井田范围较小,东西长590m,南北平均宽306m,面积0.18km?,井田内可采煤层ー层，水平标高+500m,北翼采用斜井、运输大巷、采区下山联系方式开采;南翼采用斜井、下山联系方式开采。根据确定的开拓布置、煤层赋存条件、开采装备水平等综合因素,确定运输大巷、轨道大巷布置在6-3煤组的底板,标高为+513mo井田范围内可采煤层为6-3煤组，整个井田划分为两个采区,•个为南•下山采区,另ー个为北一下山采区。工作面采用由上向下顺序开采，即先采6-3±,接下来开采6-3下。该矿井田范围内可采煤层为6-3煤组,整个井田划分为两个采区:ー个为南采区,另・ー个为北采区。目前该矿在北采区布置ー个回采工作面,采面编号为北区6-3S5下段采煤工作面，其走向长度178m,倾斜长度40m,采高2.0m。3)采煤方法根据本矿井田煤层赋存情况、地质条件、开采技术条件和矿井生产能力等因素,设计确定矿井采煤方法为走向长壁式，采用爆破落煤,人工装煤作业方式,采煤エ作面使用单体液压支柱配合M型金属钢梁的方法支护顶板,采用全部垮落法管理顶板。采面运输巷、回风巷、回风上山、运输顺槽、回风顺槽采用金属支架（工字钢棚）支护。回采工作面支护,均选用DW30/100型单体液压支柱、配合1.6米M型钢梁支护顶板。采用MZ-1.2型煤电钻打眼,放炮落煤,人工装煤。工作面选用SGB-420/22刮板运输机运煤。回采工作面顶板管理方式为全部陷落法。工作面上下出口,采用DW30/100型单体液压支柱配合3.2m长的M型钢梁架棚支护顶板,机头、机尾各架4架。工作面运输顺槽、回风顺槽采用DW30/100单体液压支柱、配合I.2M较接顶梁进行超前支护,超前支护为双排,超前支护距离为20m。4）掘进矿井现布置ー个掘进工作面,即南区6-3M备采工作面，采用打眼放炮的方法进行作业。掘进工作面使用煤电钻打眼,使用FB0Y-N5.0/2X5.0局部扇风机压入式通风，风筒全部使用¢400柔质抗静电阻燃风筒,掘进面配探水钻,型号为ZDK-480型。矿井生产与辅助系统1）提升运输系统该矿有三条井筒.，两斜ー竖。主井为斜井,皮带提升。副井为斜井,串车提升。竖井为专用回风井,不设提升设备。但井筒内敷设供、排水管及灌浆管路。（1）主斜井提升系统主斜井井筒内布设皮带运输机。担负矿井煤炭提升任务和进风。主斜井选用SPT-650上运式输送机,输送机带宽650mm,带速1.6m/s,运量200t/h,最大倾角18度,主电机功率为2X30kw,传动滚筒直径500mm,托滚直径89mm〇皮带综合保护装置齐全。（2）副斜井提升系统副井担负矿井肝石提升、材料设备及人员的升降和进风。井筒内设动カ、通信、提升信号和瓦斯监控电缆。副斜井选用JTPL6X1.2P型提升绞车,功率为75kw0副斜井井筒内铺设600mm轨距、24kg/m的轻轨。使用MF0.75-6型翻斗车、MCI-6型材料车、MPI-6型平板车、串车辅助提升。（3）运输系统①煤流运输系统工作面一运输顺槽一皮带运输下山一溜煤眼ー集中运输大巷ー溜煤眼ー主井皮带f地面采掘工作面采用SGB-420/22刮板运输机、运输顺槽采用SGB-420/22刮板运输机、上下山、运输大巷均采用SPT-650皮带运输;主斜井亦采用SPT-650皮带输送机。②辅助运输系统去工作面的材料及设备,由副井——副井井底车场——轨道大巷一轨道下山ー工作面。掘进工作面的煤和肝石及要出井的设备,由原路返回运出地面。副井及轨道下山均铺设600mm轨距,24kg/m的轻轨。③地面煤炭外运地面煤炭外运主要靠汽运,矿区与外界连接的公路通畅,场内道路有主干道、次干道,均为沙石路面,与外部公路连接。原煤由主斜井皮带输送机运至地面,通过一台可移动皮带输送机输送到储煤厂，进行人工选肝、筛选,块煤、末煤单独储存、销售,由汽车外运。研石由井下提至地面后,由翻斗车通过铁道运往工业场地外。2）通风系统矿井通风方式为中央并列式,主通风机工作方法为抽出式,主斜井、副斜井进风,专用回风竖井回风。在回风竖井的主扇房内安设两台型号同为FBCZ-N016型轴流式风机,ー备・用。配套电机功率55kW,额定风量25〜58mソs,全压13〇〜850pa。主扇为双电源供电。掘进通风采用局扇压入式通风方式,采用YBT-5.5kW局部通风机。通风路线:新鲜风流由主斜井、副斜井——集运联络巷ーー北区集中运输大巷ーー北区皮带运输下山"一・北区6-3N段工作面运输顺槽ーー北区6-3N段工作面;乏风——北区6-3N段工作面回风顺槽——北区总排风巷——总回风大巷——风井 地面。3）防治水系统矿井采用集中排水方式,在井底设主排水仓及主排水泵房。采区及工作面涌水采用排水沟自流或潜水泵直接排至中央水仓。再由中央水泵排至エ业场地的沉淀水池内。井下设有主副水仓,主水仓容积80m:副水仓容积80m；）,能容纳矿井8h的正常涌水量,井巷无积水。排水设备选型为三台IS80-50-250型水泵,一台工作,・台备用,一台检修。该泵流量为251n：'/h,扬程为80m,电机功率22kW。正常涌水量时1台工作,1台备用,1台检修。可在20h内排出24h的正常涌水量。最大涌水量时,2台工作。可在20h内排出24h最大涌水量。2011年9月30日,由内蒙古安科安全生产检测检验有限公司对矿井水泵进行了检测,检测结果为合格,报告编号为内安C/PSXTU/D-0964至0967。4）矿井供电系统（1）矿井电源该矿井采用双电源供电。矿井位于平煤公司红庙矿一井东南部,距离红庙矿1km。电源由红庙变电站一回6kV电缆进入该矿变电所,另一回路6kV电缆引自红庙镇变电所。エ业场地低压配电室向各个用电单位放射式配电。（2）地面供电工业场地建6kV变电所1座，采用双回路供电方式,主供电线路66kV红庙变电所6kV一井生活区1226线路。备用电源均引自红庙矿东风井2#121311段母线。两回路6kV高压电缆采用单母线分段方式,直接接入地面高低压配电室,地面低压负荷供电电压380V,井下设集中配电点。由井上变电所660V供井下负荷用电，沿主井引入井下。①低压侧采用单母线分段接线方式;②地面变压器，采用Sg-315/6/0.4kV型变压器1台、Sg-250/6/0.4kV型变压器1台供地面负荷用电。采用S9-315/6/0.69kV型500kVA变压器2台供井下用电。③电器设备的选型和布置6kV控制设备采用矿用隔爆型高压真空配电装置5台,型号BGpqLT00/10;低压采用矿用隔爆型低压真空馈电开关KBZ-630/660,2台;KBZ-400/660,4台。660V和380V设备选用GCS型抽出式开关柜,其中660V7台，380V16台。采用室内双列布置方式,配出线采用电缆或架空线。④电容补偿采用6kV集中补偿,选用两套GR-IY型270kvar无功补偿器进行补偿。⑤过电压保护6kV进线柜装设YH5WS1T0型合成氧化锌避雷器,以防变压器受直击雷侵入设备。保护接地采用环形网状布置,设备保护接地电阻不大于4Q。⑥变电所用电变电所用电引自变压器低压380V侧。⑦照明日常照明电压为220V,室内采用荧光灯和白炽灯混合照明,室外采用自动和人工控制透光灯照明。变电所内事故照明采用矿灯照明。(3)地面配电①地面配电主要为主井皮带和副井提升绞车、风井主扇用电。主井皮带运输机采用VV293X70+1X25mm2电缆,由低压配电盘配出。副井绞车采用VL3X50+1XIOmmツ电缆,由低压配电盘配出。地面通风机采用VV293X50+1X10mザ电缆,由低压配电盘配出。主井皮带、副井绞车、主通风机均采用双回路供电。地面其它负荷采用架空线或电缆配出。②エ业场地照明工业场地照明采用分块人工手控,选用节能型照明灯具。③线路敷设场地内不设架空线，全部采用电缆线路,场地内各用电设备设保护接地,电气设备外壳,电缆铠装外皮与接地网做可靠的电气连接。照明线路入户时做重复接地。(4)井下供电井下配电点双回路供电电源均引自工业场地6KV变电所660V低压入井，入井电缆采用MYJV22/3X95/lkV矿用阻燃电カ电缆,沿主斜井敷设2趟,供南北两个采区及大巷井底负荷用电。井下安装配电点均选用KBZ1-400A,KBZ1-200隔爆型开关，共5台,入井双回路分别引自地面2台500kVA变压器。井下供配电电压采用0.66kV和0.127kV两种电压。井下主排水泵、局部通风机采用双回路供电。井下配电点用QBZ-80系列隔爆自动馈电开关。低压电缆选用UY型矿用像套电缆。电煤钻电缆选用UZ型矿用电钻电缆。容量30kW以上的用电设备均采用矿用隔爆型真空磁力启动器。井下照明由井下设置的干式变压器供给。照明电缆采用UYQ-3X4+1X4型矿用移动轻型橡套电缆,灯具选用隔爆荧光灯、隔爆白炽灯。由电缆接地芯线,铠装电缆外层钢带连接成井下总接地网,接地电阻不大于2Q〇井下各配电点均设局部接地极。井下采运系统采用就地控制方式。（5）压风机供电压风机由地面低压配电室供电。额定电压380V,采用QJ3-75型自耦降压启动器启动。实现双回路供电。5）防尘（隔爆）系统矿井防尘用水与消防用水共用一套系统,水源取自地面200n?静压水池,接直径为75mm的铁管,经副井井底到回采工作面,并在各嗣室、各主要巷道、转载点、卸煤点等设置支管和阀门,支管尺寸为50nlm的铁管。皮带运输大巷、顺槽每隔50m设ー阀门。回风顺槽、回风大巷、运输巷等处设置风流净化水幕。在采掘工作面、主要回风巷设有喷雾洒水喷头进行灭尘,各主要进、回风巷和掘进巷道按规定设置了规格为60L的隔爆水袋,各道隔爆水袋的规格均为60L,数量为每道30个,预防和隔绝煤尘爆炸。采取了运煤转载点安装喷雾设施、采掘工作面采取湿式凿岩、水炮泥填塞炮孔、爆破喷雾、装煤装岩喷雾、洒水和风流净化水幕等防尘措施。6）压风系统矿井空气压缩机安装在地面副井井口南侧压风机房。压风自救系统矿井空压机为釜码机构（江苏）有限公司生产的8FD-110螺杆空气压缩机一台,电机功率!10KV,排气量为20m'/min,排气压カ为0.8MPa。压风管路采用钢管材料,中100X4mm无缝钢管,沿副斜井敷设。管路作为矿井压风自救系统主管路;其他支管路选型为中50X4mm管路。在南北区分支处各设两个控制阀门,主管路不大于200m安设三通及阀门,采掘工作面巷口的进风侧要设有总阀门,中间每200m设置ー个分阀门。7）防灭火系统矿井防尘用水与消防用水共用…套系统,水源取自地面200m，静压水池,接直径为75mm的铁管，经副井井底到回采工作面。并在各碉室、各主要巷道、转载点、卸煤点等设置支管和阀门。皮带运输大巷、顺槽每隔50m设ー阀门。在井底车场、消防材料库分别设置消火栓,内设DN50X16麻制水龙带及水枪。在水泵房、机头嗣室等设置灭火器。该矿具有较为完整的黄泥灌浆系统。利用井下排水至地面沉淀后作为井下防火灌浆用水。灌浆站设在风井附近,采用人工取土,人工搅拌方法制浆。灌浆站内设3B-33型水泵,Q=43.5n）3/h,H=38m,N=7.5kW。灌浆管路沿立井井筒敷设,经井底车场、回风下山、采面回风顺槽至采面机尾。从立井到井底车场的灌浆管路直径为100mm,大巷及顺槽为50mmo灌浆管路均选用无缝钢管。井上下高差60m以上,地面水池水通过静压可满足灌浆管出口的压カ要求。8）救护系统赤峰市元宝山区刘家店元通煤业有限公司通达煤矿矿山救护由内蒙古平庄煤业（集团）有限责任公司救护大队承担,双方签定了《煤矿应急救援协议》。该矿成立了辅助矿山救护队，设12名兼职队员。井下安全避险“六大系统”1）安全监测监控系统矿井安装KJF2000N型安全监测监控系统1套,地面设主机2台、分站2台,井下设分站11台,矿井安设模拟量传感器35个,安设开关量传感器18个。双回路分别引自地面中央变电所,并且监控室安设UPS电源。2）人员定位系统人员定位系统安装北京华安普惠公司的KJ378人员定位系统,定位系统设置井下分站和基站,矿井现要求所有入井人员必须携带识别卡。矿井各个人员出入井口、重点区域出入口、限制区域等地点均应设置分站,并能满足监测携卡人员出入井、出入重点区域、出入限制区域的要求;巷道分支处也设置分站,并能满足监测携卡人员出入方向的要求。煤矿紧急避险设施入口和出口分别设置人员定位系统分站,对出、入紧急避险设施的人员进行实时监测。矿井调度室应设人员定位系统地面中心站,配备显示设备,执行24小时值班制度。3）紧急避险系统已按设计开始施工,按照国家规定于2013年完成。4）压风自救系统矿井副井井口南侧建有压风机房,装备1台8FD—110螺杆空气压缩机;井下压风管路均为钢管;固定式永久性自救装备选用淮北创奇设备有限公司生产的ZYJ（C）型自救器。矿井配备ZYX45型矿用压缩氧自救器,自救器选用与矿井可能发生的灾害相符合。该矿井现在未使用气动工具，计划以后最大气动工具为风钻,工作压カ0.5MP。输气量中最长一道1500m,单班最多井下作业人员数量为60人。核实其风量满足井下人员的自救要求。5）供水施救系统该系统与防尘共用,水质可供饮用。供水水源为工业广场南侧蓄水量为200m-的清水池ー个,供水施救的管路由地面清水池经经副斜井筒、新区车场覆盖井下南北区全部巷道。采掘工作面设有三通阀门，皮带道每50m、其它巷道每100m设三通阀门,可供人员使用。6）通信联络系统矿调度室设2台HJK-120门数字程控调度交换机,具体分配为,井上调度通信29门,设置在矿井主要负责人、主要生产部门办公室、各队组办公室、主要机房等场所；井下调度通信28门,分别在井下变电所、水泵房、各采掘工作面、各机房嗣室及井下避难胴室等重要场所布置井下调度电话,确保通讯线路安全畅通。井下电缆均采用煤矿用阻燃型通信电缆,电话机采用本安型。2危险、有害因素的识别与分析.!危险、有害因素识别方法和过程.1.I危险、有害因素识别方法危险、有害因素识别方法有经验分析法和系统安全分析法。经验分析法有对照分析法、类比推断法、专家评议法等。针对煤矿生产特点,还采用安全检查表法对矿井危险有害因素进行识别与分析。1.2危险、有害因素识别过程根据危险、有害因素识别的原则和应注意的问题,结合井工煤矿的特点,危险、有害因素识别主要围绕以下方面进行:1）危险、有害因素的分类按照《企业职エ伤亡事故分类》（GB6441—1986）,根据煤矿的具体情况,指出其在生产过程中存在和可能存在的危险、有害因素的种类。2）从自然条件方面识别分析:包括井田和エ业场地的地理位置,气象条件,河流、水体,周边环境等。3）从开采煤层的自然条件方面识别分析：包括地质及水文地质条件,断层、陷落柱、岩浆岩,煤层和顶、底板条件，煤层瓦斯、煤尘、自燃条件等。4）从生产和辅助生产系统方面识别分析：包括矿井开采系统,提升、运输系统,通风系统,排水系统,供电系统,爆炸材料储存运输系统以及涉及到安全防范的防瓦斯、煤尘、水灾、火灾、顶板、安全避险“六大系统”等的完善性和可靠性等。5）从设施、设备、器材的技术性能方面识别分析：包括设施、设备、使用器材是否符合煤矿安全的要求,是否是国家淘汰、禁用产品,保护装置是否齐全、有效等。6）从生产エ艺方面识别分析：包括开采、提升、运输、“一通三防”等生产和辅助生产环节的操作规程和安全措施是否完善等。7）从安全管理体系方面识别分析：包括矿井安全管理机构的设置,安全管理制度,安全管理措施,安全体系的运行是否满足煤矿安全生产的需要等。危险有害因素的危险性分析1自然因素危险、有害因素分析1）地震:地震可能对生产厂房、生产设施设备、井筒和巷道造成破坏,进而诱发二次事故的发生。强烈的地震可造成建筑物倒塌,供电设施损坏,井巷垮落,引发火灾、瓦斯爆炸、顶底板突水等灾害事故,并造成人员伤亡和财产损失。依据“中国地震动参数区划图”得知:本区所处地域地震动峰值加速度（g）为〇.20,对照地震烈度为8度。2）雷击:雷击可能引起建筑物和生产设施的毁坏，造成火灾和人员伤亡,若雷击引入井下会造成火灾和瓦斯爆炸,引发更大的事故。3）暴风雨：下暴雨时若雨水排泄不畅,容易积聚，可造成地基塌陷，易引起建筑物垮塌、地面输电线路故障诱发大面积停电等事故发生。暴风雨将使湖、河水位上涨,引起倒灌,威胁エ业广场和井口安全。4）地质灾害：该地区为低山丘陵地形,存在山体崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害发生的可能。5）高气温、寒冷：根据资料,年气温最高42.5°C,最低气温ー31.4°Co年降水量208〜564mm。日最低气温ー27C°,冬季防寒、若防冻措施不力,可造成井筒结冰。开采系统危险、有害因素分析采、掘工作面是煤矿的主要工作场所,是危险有害因素和人员最集中的地点,因而也是事故的多发地点。1）顶（底）板事故（1）冒顶事故采场顶板事故可分为压垮型、漏冒型与推垮型三大类。压垮型冒顶是由于垂直于层面方向的顶板カ压坏采场支架而导致的冒顶,漏冒型冒顶是因已破碎顶板没有得到支护受重力作用冒落而导致的冒顶,推垮型冒顶是由于平行于层面方向的顶板力推倒采场支架而导致的冒顶。此外,还可能出现综合类型的冒顶。我国煤矿顶板事故是多发事故之一，由于冒顶片帮造成的伤亡事故约占煤矿事故的25%,在顶板事故中，80%发生在采掘工作面,除局部顶板事故外，还有大面积长距离顶板冒落的重大事故,究其原因主要为：①支护质量不符合要求是导致事故的直接原因;②安全管理质量差:③对井田地质情况、地应力等了解掌握不够;④对顶底板性质及其变化不能有效掌握；⑤采掘工艺参数不科学。随着矿井开拓布局的不断延伸,给矿井的安全、生产管理增加了难度。（2）底板危害采场控顶区内的支撑系统由“顶板ー支架ー底板”组成,顶板和底板是支架能够发挥支撑カ的两基础,任何ー个出现问题,支撑系统就不能正常工作,任何ー个的刚度发生变化,就会影响整个系统的支撑刚度。因此“控顶必先控底”是顶板控制的一条重要原则。由底板引发的顶板事故主要有两类;ー是支柱钻底引起支护系统的支撑カ无法发挥；二是底板自身在重力作用下滑动而发生的事故。2）瓦斯超限。该矿煤层瓦斯含量低,•般情况下不会出现瓦斯超限现象。但地质构造复杂区和断层带及其附近,采煤工作面的回风隅角，掘进工作面供风量不足或风筒出风ロ距工作面太远,可能出现瓦斯聚集区,导致瓦斯超限现象，遇火源可能引起瓦斯爆炸。3）煤层自然发火。煤层自燃倾向性为二类自燃，“两道、两线”破碎煤体多,就会为自然发火提供条件，特别是停采线容易发生自然发火。4）该矿井煤尘具有爆炸性,采掘作业、煤炭转载点喷雾装置不好或者失效、巷道积尘被扬起,达到爆炸浓度,遇电气、机械摩擦、碰撞、放炮等原因产生引爆火源,可能导致煤尘爆炸。5）水害。井田水文地质条件简单,岩层中无强含水层,矿井实际正常涌水量为0.5m7h,最大涌水量为2mソh,但煤矿生产为井下作业,不但受大气降水影响。还受到采空区积水及地质构造带的影响。老空区积水及钻孔情况复杂,不易探查清楚。一旦与其沟通便易造成透水事故6）爆破事故。在装药、连线、放炮、瞎炮处理、巷道贯通过程中违反操作规定引起放炮事故。7）运输事故。胶带机、各种绞车防护设施不全,保护装置失效；安全间隙不足;设备检修,物料装卸,违章行人、跨越等可能给人员、设备、设施造成伤（损）害。8）机械、电气伤害。采掘工作面机电设备集中,机械的运动部分（转动和移动）、人员跨越的部位容易对人员造成伤害;电缆和机电设备绝缘程度降低,接地、漏电等保护装置失效容易造成触电伤害。9)管理、指挥失误。10)操作错误。矿井通风系统危险、有害因素分析1)矿井通风系统可能造成的危害由于井下人员呼出的二氧化碳、周边环境不断释放各种有害气体、机电设备散发热量,作业地点产生粉尘等,井下空气温度愈来愈高,氧气含量愈来愈低,并且变得污浊。矿井通风系统担负着输送地面空气,交换井下空气,保证良好的劳动环境和人员安全的任务。通风系统出现故障将使矿井无风或者供风量不足,造成巨大危害:(1)造成全矿井或者局部地点供风量不足,恶化劳动环境导致安全事故,影响人员健康,降低劳动效率,加速职业病的发生。(2)空气中含氧量不足,人员呼吸困难,甚至造成窒息。(3)使有害气体(主要是瓦斯、二氧化碳、・氧化碳)、粉尘聚集,达到危险状态,严重影响健康,威胁人员生命和矿井安全。(4)有自然发火危险的煤层在微风状态下煤层容易氧化、聚热,导致煤层自然发火。(5)在瓦斯、煤尘超限的情况下,如遇火源,将引起瓦斯、煤尘爆炸，造成矿毁人亡的重大事故。(6)通风系统复杂、混乱,通风设施不健全、设施质量不好,在灾变情况下不能发挥应有的作用，可能导致事故扩大。2)可能造成通风系统故障的主要原因有:(1)主要通风机突然停止运转,主要原因:①供电线路故障。供电不具备双回路,或者在供电线路上分接其它负荷、接线不良、线路老化、雷击等原因造成漏电、突然停电事故。②主要通风机设备故障。由于缺乏维护保养,检修不及时,“带病”运转,机械部件劳损,造成通风机突发事故,严重时可能造成通风机损坏。③反风系统故障。由于缺乏维修，缺乏训练，反风时设施不灵活,不可靠,不能按时实现反风任务。（2）发生爆炸事故时防爆盖不能自动开启,增加事故的严重程度。（3）井下局部通风机故障。①不按规定对局部通风机供电,在风机停转和瓦斯超限时,不能自动切断停风区和瓦斯超限区的非本质安全型电气设备的电源。②局部通风机维修、安装质量不好,造成停机。③矿井非正常断电。（4）通风网络危险。①通风网络调整不及时,通风阻力大，风流不稳定,用风地点不能按需要配风等,井下出现微风、循环风、不合理的串联风。②开拓布局不合理，采掘工作面接续安排不恰当,造成采区不能分区通风、采掘工作面串联通风、胴室不能独立通风。③采掘工作面超通风能力组织生产。（5）通风设施设置不合理或者被破坏造成风流紊乱，工作地点风量不足。（6）灾变情况下指挥错误。矿井瓦斯危险、有害因素分析1）瓦斯的危害瓦斯是矿井中主要由煤层气构成的以甲烷为主的有害气体,有时单独指甲烷。甲烷是无色、无味、无臭,可以燃烧和爆炸的气体。从煤体和围岩涌入矿井空气内的有害气体中,除甲烷（CHD以外,还有二氧化碳（COつ、氮气（ゝ）,另外还有不同数量的乙烷（C此）、丙烷（C3H,）,硫化氢（H6）,二氧化硫（SOJ,氢气（HD等。瓦斯的主要危害有:（1）瓦斯窒息:当甲烷浓度达到43%时,相应的氧气浓度降低到12%,使人感到呼吸非常短促;当甲烷浓度达到57%时,氧气浓度降低到9%,人即处于昏迷状态,时间长将导致死亡。（2）瓦斯爆炸：甲烷浓度按体积计算在5〜16%时，遇火源爆炸，最大爆炸压カ可达0.7MPa以上,温度可达1850c以上,爆炸形成的冲击波以每秒几百至上千米的速度向四周传播,对设备、设施和人员造成毁灭性的破坏。（3）瓦斯煤尘爆炸：瓦斯爆炸的冲击波可使沉积的煤尘扬起,引起煤尘爆炸,产生冲击波和大量有毒气体,大大增强爆炸的威力和破坏性,造成人员大量伤亡,生产系统和装备毁灭性地破坏。2)可能导致瓦斯事故的主要原因(1)矿井瓦斯地质情况不清,防治瓦斯的系统、装备和管理工作不到位,经常出现瓦斯超限。(2)主要通风机没有双回路供电或没有备用电源,备用主要通风机不能在lOmin内启动。(3)通风网络不合理,某些地点供风量不能满足需要,出现无风、微风巷道。(4)通风构筑物设置不合理,质量差,导致风流紊乱。(5)违反《煤矿安全规程》规定的串联通风、扩散通风、下行通风、老空区通风等。(6)新水平、新采区开拓,采掘工作面接续期间未形成完善、独立的通风系统,通风系统紊乱。(7)巷道贯通时没有制定专门措施或者措施没有得到认真执行。(8)井下出现瓦斯聚集,或者恢复旧巷道没有按有关规定排放瓦斯,或排放瓦斯时实行“ー风吹”。(9)没有严格执行瓦斯巡回检查、请示报告、现场瓦斯管理、瓦斯日报审阅、“•・炮三检”和“三人联锁放炮”制度,出现空班、漏检、误报、瞒报。(10)未安装符合要求的瓦斯监控系统或瓦斯监控系统不完善,传感器、传输线路出现故障，传感器安装位置不当;瓦斯检测仪器、瓦斯传感器校正不及时,井下所测数据不准。(11)未执行矿井因停电和检修使主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施或措施不当。(12)临时停工的地点停风,停风后未采取相应的安全技术措施。(13)采掘供电没有分开,或没有采用有选择性漏电保护装置的供电线路供电;局部通风机未实行瓦斯电闭锁、风电闭锁或设施功能失灵。(14)巷道严重失修,通风断面不够,通风阻力大,风量不能满足要求。(15)井下存在引爆火源:明火、电火花、放炮火花、撞击摩擦火花等。(16)其他原因。煤尘危险、有害因素分析1）煤尘危害（1）导致职业病:长期在含煤尘空气环境中工作,由于肺部积存煤尘,将引起煤肺病,危害矿エ身体健康,使人丧失劳动カ,甚至死亡。（2）加速机械的磨损,减少精密仪器的使用寿命,降低工作场所的能见度,使エ伤事故增多。（3）发生煤尘爆炸:多数煤尘都具有不同的爆炸性。具有爆炸性的煤尘发生爆炸,与其在空气中的含量及含氧浓度有关,烟煤在110〜2000mg/m：,能形成爆炸性混合物。空气中煤尘含量在300〜400mg/m3时，混合物中煤尘与空气的比例适中,煤尘能充分燃烧,爆炸威力最大。煤尘爆炸后不仅产生冲击波伤人和破坏井下设施,同时产生大量的一氧化碳,使人中毒死亡。煤尘爆炸还会引起连锁反应,即一次爆炸后,使已沉落的煤尘再次飞扬起来再次发生爆炸。煤尘与瓦斯混合将大大降低瓦斯的爆炸下限,因此煤尘爆炸是矿井的主要危险、有害因素之一。2）可能导致煤尘爆炸的主要原因煤尘爆炸需要同时具备三个条件，即煤尘具有爆炸性、空气中的煤尘浓度达到爆炸界限和引爆火源,缺ー不可。当煤尘本身具有爆炸危险性时,防止事故的关键在于降低煤尘浓度和杜绝引爆火源。可能导致煤尘浓度超限和产生引爆火源的主要因素有：（1）矿井综合防尘系统不完善。包括防尘水量不足,水质不合格,设施不完善,管理制度不健全或者执行不认真。（2）采煤工作面没有按规定进行煤层注水。（3）采煤、掘进喷雾洒水能力不足或者喷雾洒水部件被损坏。（4）采掘工作面不是湿式凿岩,而是干打眼;放炮不使用水炮泥。（5）装载、卸载、转载点没有实行喷雾降尘。（6）没有定期冲刷岩帮,巷道积尘严重，被冲击波、高风速扬起。（7）井下溜煤眼放空或溜煤眼兼作风眼。（8）因机电设备过负荷、电缆短路、摩擦、碰撞、设备失爆、带电检修或移动机电设备、井下打开矿灯、放炮等原因产生火花或明火。（9）瓦斯爆炸导致煤尘爆炸。火灾危险、有害因素分析矿井火灾是ー种危害性很大的灾害性事故,该事故可造成很大的经济损失和人员伤亡。矿井火灾分为外因火灾和内因火灾,外因火灾是由于外界引火源引起的火灾，内因火灾是煤炭在一定环境条件下自身的物理化学作用引起的火灾。1）矿井火灾的危害（1）初期火灾时，会产生大量一氧化碳，严重时,ー氧化碳急剧增加,并出现窒息性烟雾,还可形成火风压,造成风流逆转,严重威胁井下人员的生命安全和健康。（2）在有瓦斯的矿井,当出现自然发火时,容易引起瓦斯爆炸,从而扩大了灾害的影响范围。（3）煤炭自燃火灾的发生会损失大量煤炭资源,并影响矿井正常的生产接续。（4）当火势发展迅速时，采区和工作面的大量机电设备材料工具等都来不及撤除、搬运,会被长期封闭在火区内,造成重大经济损失。（5）扑灭火灾要消耗大量人力、物力、财カ,人身安全时刻受到威胁。2）可能导致煤层自然发火事故的主要原因:（1）没有制定符合国家有关防火规定的井上下防灭火措施和制度。（2）材料场、肝石山、炉灰场的布置不符合《煤矿安全规程》规定。（3）永久井架和井口房、以井口为中心的联合建筑所使用的建筑材料不符合有关规定。（4）未建立符合要求的地面消防水池和井下消防管路系统。（5）井口房和主要通风机房附近20m内防火不严，存在有烟火或用火炉取暖的现象。（6）井筒与各水平的连接处及井底车场、主要绞车道与主要运输巷、回风巷的连接处、井下机电设备胴室、井下炸药库未按规定使用不燃性材料支护。（7）井下使用的各种油类、棉纱、布头和纸等可燃性物资未按有关规定进行管理。（8）胶带输送机等设备摩擦着火。（9）电器设备性能不良,损坏或过负荷以及发生故障短路着火。（10）没有自动灭火装置或者自动灭火装置失效。（11）放炮时使用不符合要求的炸药,使用煤粉、煤块或其他可燃性材料作炮眼封泥。(12)瓦斯、煤尘爆炸引起的火灾。(13)矿井通风不合理,防止煤层自然发火的措施不落实,煤层自燃发火。(14)采煤工作面“两道、两线”的“浮煤”和被压酥的煤体,并且存在供氧通道。(15)巷道高冒区、空帮区充填不实,封闭不严。(16)采煤工作面推进速度过低,导致工作面后部浮煤自然发火。(17)采煤工作面开采结束后,不及时撤除和封闭。(18)采煤工作面上下“两道”封闭质量不好,造成“两道”或停采线破碎煤体自然发火。(19)采空区两侧通风负压差太大,造成漏风大。(20)对有自然发火的煤层没有采取相应的防灭火措施。(21)因管理不カ，防灭火措施贯彻执行不好。矿井防治水系统危险、有害因素分析水害是矿井生产建设中五大灾害之一,凡影响生产、威胁安全、造成人员伤害和财产损失、增加吨煤成本和使矿井局部或全部被淹没的矿井水,都称为矿井水害。造成矿井水害的水源有大气降水、地表水、地下水和老空水等。地表水、地下潜水等通过含水层露头、裂隙带、断层带、岩溶、未封和封闭不良钻孔及采空冒落裂隙等不同通道涌入矿井,造成矿井涌水。1)排水设施危险、有害因素分析(1)主要水仓容量主要水仓的容量小于规程规定标准时,会造成水仓水外溢,淹没车场、大巷,造成停产和经济损失。(2)主要排水水泵排水能力主要排水水泵的排水能力小于矿井涌水量时,可造成淹井事故,致使人员伤亡和财产损失。(3)排水管路排水管路过水断面积小,排水管路的输水能力小于煤矿涌水量时,可造成淹井事故。(4)主要泵房的通道主要泵房的安全出口留设和通道防水门、水闸门等安设不符合规定要求时,泵房工作人员撤离没有退路,防水门、水闸门不起作用,可造成淹泵、淹井。(5)供电能力主要泵房的供电能力不足或供电设备选型不当、继电保护整定不合理,会导致非正常停泵或突然停泵。2)可能导致矿井水害的主要原因(1)矿井地质资料、水文地质资料不清,图纸资料错误,积水区和水量、水位不准确等,采掘活动触动或者波及到富含水层、含水断层、隐伏导水构造、积水区等,可能出现较大涌水。(2)雨季期间连降大雨,地表水从地表塌陷区、沿裂缝、没有封闭或者封闭不良的钻孔溃入井下,使矿井涌水量突然增加,超过矿井排水能力造成淹井。(3)未按规定留设防水煤柱或者防水煤柱遭到破坏;当生产掘进揭露导通积水区或越界开采防隔水煤柱,都会造成突水事故。(4)对含水层的富水性、断层的富水性和导水性、老空古空积水分析不足,判断不准,没有采取必要的措施。(5)没有封闭或者封闭不良的钻孔将含水层或地表水导入井下。(6)没有认真分析水害威胁、贯彻执行“有疑必探,先探后掘”的原则;不执行探放水安全技术措施;带压开采时安全措施不完善等。(7)现场工作人员不熟悉突水征兆,不能及时识别危险,采取应急措施。(8)没有建立对已构筑的所有挡水墙进行正常观测的制度,不掌握老空积水压力,挡水墙强度的变化，一旦挡水墙遭受破坏便导致突水淹井。(9)中央泵房和中央变电所的设置,以及防水门、配水闸阀等不严密、不灵活;受水威胁严重的区域没有防水闸门或防水门设计不合理。(10)每年雨季前未对防治水工作落实情况进行全面检查,如没有对排水系统、供电系统在雨季前进行全面检修,没有进行联合试运转,水仓不清理等,可能会因某个环节故障造成淹井事故。(11)井口及工业广场内建筑物的标高低于最高洪水位,且没有采取相应的安全技术措施。提升运输系统危险、有害因素分析通达煤矿井下主要带式输送机运输,人力推车;斜巷采用调度绞车'钢丝绳牵引串车提升:采煤工作面使用可弯曲刮板输送机。井下运输系统主要危险、有害因素可能导致的事故主要有:斜井（巷）跑车、掉道撞击碾压伤害以及平巷轨道运输中发生的矿车追尾、掉道挤、轧、碰撞等,造成人身伤害1）斜井（上、下山）提升系统的危险、有害因素（1）斜井（上、下山）提升系统的危害斜井（上、下山）提升系统的危险、有害因素主要有过速、过卷（放）、断绳、跑车等。可能造成人员伤亡,通风、排水、供电、通信、井下供水等系统破坏,并诱发其它事故。（2）可能造成斜巷提升事故的主要原因①矿井提升机及其配套设施、设备选型不当。②提升设备的安全保护技术和安全防护设施不符合《煤矿安全规程》的有关规定或者失效。③提升设备的钢丝绳、钩头、矿车连接装置和零件质量缺陷,或者检查更换不及时。④斜巷没有按规定设置安全防护设施,或者安全设施的维护、检修不及时,不能起到防护作用。⑤运送超长、超宽、超重的物件和危险品没有采取特殊措施。⑥超过最大允许挂车数或者重量。⑦无把钩エ或把钩エ执行措施不严。⑧信号装置不全或者错发信号。⑨轨道、道岔质量低劣。⑩巷道、轨道严重变形。⑪违章行人、爬车,或者用矿车运送人员。⑫违章乘人,不停电检修设备,不停机清扫滚筒或胶带。⑬人的精神状态、身体状况、照明、噪声、温度、湿度等影响。2）带式输送机运输系统的危险、有害因素（1）带式输送机运输的危害通达煤矿原煤运输主要是带式输送机运输。带式输送机运输危险、有害因素主要是断带、跑带、胶带着火。（2）造成胶带机事故的主要原因有:①在超载和突然停电紧急停车时受冲击载荷,发生断带事故。②带式输送机各种保护装置配备不齐,管理不到位,维修不及时,保护装置不灵敏或失效。③带式输送机的胶带长期跑偏,如果不及时调整,与金属支架摩擦生热,也会引起胶带着火。④带式输送机过载运行或胶带接头不合格造成断带、跑带挤伤机道行人。⑤行人违章乘坐带式输送机或不在过桥处跨越胶带,被胶带拉倒挤伤。⑥转动部分未设合格的防护栅栏或栅栏被移动后未复位,行人或工作人员不小心被碰伤、卷入。⑦司机和维修人员违章作业,在带式输送机运行的情况下检查或检修、清理滚筒,容易把人卷入胶带滚筒挤伤,甚至死亡。⑧带式输送机倾斜运输时无逆止器或制动器,制动装置不灵敏或失效。⑨带式输送机倾斜运输发生飞带,皮带上的块煤或研石飞溅,击伤人员。①信号装置失效或未开启。（3）带式输送机运输危害性分析胶带着火事故是煤矿重大事故之一,胶带着火后会引燃周围煤炭、油脂、可燃性支护材料、电缆及其它易燃物质着火,产生大量有毒、有害气体,造成大面积人员中毒窒息伤亡,同时对巷道和其它财产造成严重损坏。3）平巷运输危险性分析（1）巷道安全距离不够;人力推车时注意力不集中、前后安全距离不够、•人推多辆矿车、放飞车等。（2）矿车、轨道失修或操作不当导致矿车运行中掉道,挤、轧、碰撞伤人。（3）运输设备、材料等超重、超高、捆绑不牢等，挤、轧、碰撞伤人。（4）处理矿车掉道不得法,人员受到二次事故伤害。供电系统危险、有害因素的危险性分析1）供电系统的危险、有害因素及危害供电系统故障主要有:电压异常、过流、漏电、断电。供电系统的危害可能造成设备不能正常运行、损毁设备、电气火灾、人身触电造成电击伤甚至死亡、引爆雷管炸药,导致外因火灾,引起瓦斯爆炸等等