煤矿生产安全事故风险分析研判报告

xxxxxxxx煤矿重大风险分析研判报告xxxxxxxxxxxxxxxx煤矿重大风险分析研判报告xxxxxxxx煤矿2018年7月26日xxxxxxxx煤矿重大风险分析研判人员名单序号姓名单位（部门）职务签字1安全生产委员会主要负责人2安全生产委员会3安全生产委员会4安全生产委员会5安全生产委员会6安全生产委员会）7安全生产委员会）8安全生产委员会生产矿长9安全生产委员会机电矿长10生技科工程师11通防科工程师12机电运输科工程师13地测科工程师14办公室主任15职业病防治科科长16安全科科长目录22025_WPSOffice_Level1xxxxxxxx 45270_WPSOffice_Level1xxxxxxxx煤矿重大风险分析研判报告 44386_WPSOffice_Level1第一章矿井概况 419795_WPSOffice_Level2（一）、矿井相关证照简述 413298_WPSOffice_Level2（二）、矿井基本情况 423662_WPSOffice_Level2（三）、矿井生产地质概况 61059_WPSOffice_Level2（四）、矿井开采现状 618168_WPSOffice_Level31、矿井各大系统 614407_WPSOffice_Level32、六大避灾系统概述 816353_WPSOffice_Level33、采煤工艺、掘进工艺概述 1015277_WPSOffice_Level1第二章存在的主要安全风险 1024813_WPSOffice_Level2第一节煤矿采掘失调情况生产组织分析研判 1030194_WPSOffice_Level2第二节主要生产系统分析研判 1131877_WPSOffice_Level2第三节安全监控系统分析研判 1123572_WPSOffice_Level2第四节重大灾害治理风险分析研判 1222277_WPSOffice_Level31瓦斯事故重大风险的分析研判及防范措施 1232519_WPSOffice_Level32火灾事故重大风险的分析研判及防范措施 1919310_WPSOffice_Level33顶板事故重大风险的分析研判及防范措施 2111302_WPSOffice_Level34水灾事故重大风险的分析研判及防范措施 3316033_WPSOffice_Level35爆破事故重大风险的分析研判就防范措施 385622_WPSOffice_Level2第五节主体责任安全风险分析研判 537575_WPSOffice_Level2第六节蓄意违法违规生产建设风险分析研判 5328678_WPSOffice_Level2第七节建设项目组织施工风险分析研判 5317967_WPSOffice_Level2第八节列入当年化解过剩产能退出计划名单风险分析研判 5332516_WPSOffice_Level1第三章主要安全重大风险分析研判结论 5330596_WPSOffice_Level2第一节重大风险分析研判 5426168_WPSOffice_Level2第二节较大风险分析研判 553569_WPSOffice_Level2第三节对应管控措施 57xxxxxxxxxxxxxxxx煤矿重大风险分析研判报告第一章矿井概况xxxxxxxx煤矿隶属xxxxxxxx，位于xxxxxxxx。设计生产能力为30万吨/年，井田面积为xxxxxxxx平方公里，瓦斯矿井，属证照齐全有效生产矿井。目前井下布置有xxxxxxxx采煤工作面；xxxxxxxx备采工作面；三采区轨道运输下山；三采区回风下山。开拓方式为斜井开拓；煤矿可采煤层为M0、M8、M9、M14，目前对二采区M8、M9煤层进行联合开采。（一）、矿井相关证照简述xxxxxxxx煤矿隶属xxxxxxxx。煤矿属于证照齐全、有效、合法的生产矿井。《营业执照》统一社会信用代码：xxxxxxxx，有效期2014年11月09日至长期；《采矿许可证》证号为：Cxxxxxxxx，有效期为：2016年8月12日-2022年12月11日；《安全生产许可证》编号为：（黔）MK安许证字[1979]，有效期为：2016年8月30日～2019年8月29日。《开采设计方案》于2012年2月由贵州兴源煤矿科技有限责任公司编制，《安全专篇》于2012年7月由贵州兴源煤矿科技有限责任公司编制。、矿井基本情况 xxxxxxxx煤矿设计生产能力为30万吨/年，生产矿井，斜井开拓，开采M0、M8、M9、M14煤层，按照《开采设计方案》，目前对二采区M8、M9煤层进行联合开采；根据中国矿业大学（北京）2008年5月编制的《安顺市xxxxxxxx煤矿M8煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，M8煤层在开采+1209水平以上时不具有突出危险性；根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2009年8月编制的《贵州安顺市xxxxxxxx煤矿M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，M9煤层在开采+1200水平以上时不具有突出危险性。根据贵州省煤田地质局实验室2010年10月8日提交的M0、M8、M9、M14煤层的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，M0、M8、M9、M14煤层均为Ⅱ类自燃煤层。根据贵州省煤田地质局实验室2010年10月8日提交的M0、M8、M9、M14煤层的《煤尘爆炸性鉴定报告》M0、M8、M9、M14煤层的煤尘均无爆炸性。2014年10月，安顺市煤矿安全质量标准化工作领导小组委托安顺市乡镇煤矿技术服务中心组织相关专业工程师组成专家组对xxxxxxxx煤矿进行二级安全质量标准化现场达标验收，验收结果为：该矿达到二级煤矿安全质量标准化矿井(《关于对西秀区xxxxxxxx煤矿安全质量标准化二级达标认定的通知》安市煤安监管[2014]68号)；2015年1月，经中国煤炭工业协会一级安全质量标准化煤矿评审委员会评审为一级质量标准化矿井。根据贵州省能源局文件《关于安顺市煤矿安全生产监督管理局〈关于安顺市煤矿企业2014年度矿井瓦斯等级鉴定结果的请示〉的批复》（黔能源煤炭【2015】23号），矿井瓦斯绝对涌出量为7.26m³/min，矿井二氧化碳绝对涌出量为2.14m³/min，矿井瓦斯相对涌出量为9.50m³/min，瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井。矿井水文地质等级为中等，矿井正常涌水量为35m³/min，最大涌水量为55m³/min。、矿井生产地质概况矿区位于蔡官向斜北西翼，总体呈单斜构造，地层倾向为160°～180°，一般176°。倾角3°～10°，一般4°，为一向北东倾斜的单斜构造，区内褶曲和断裂构造不发育，未发现断距大于3m以上的断层,构造复杂程度为简单类型。、矿井开采现状1、矿井各大系统(1)通风系统：矿井的通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，我矿主要扇风机型号为FBCDZ№18（2台，其中一台备用）主扇风机功率为2×110Kw，矿井的总进风量2716m³/min,、总回风量为2819m³/min、有效风量率为93.6％。掘进工作面通风方式为压入式，局扇风机型号为FBDNo6.0/2×22kw，局扇风机功率为2×22kw。风筒直径∮600mm，实现了双风机、双电源、自动切换及风电瓦斯电闭锁，风门、闭墙、调节风窗等通风设施安全可靠。(2)提升系统：副井采用一台TP-1.6×1.2型单滚筒提升绞车，电机功率110Kw，用于辅助材料运输。(3)运输系统：本矿主斜井采用一部型号为DTL80/20/2×160带式输送机，功率为2×160Kw；皮带上山采用一部型号为DTL65/20/2×30胶带输送机，功率2×30Kw；(4)排水系统：我矿采用机械式一级排水，井下中央水泵房设于+1197m水平，井底水仓由主、副水仓组成，其中主水仓有效容量为480m³，副水仓有效容量为320m³，总有效容量为800m³。排水管路共4趟。矿井选用3台DF85－45×7型（每台设计流量85m³/h）多极离心式水泵、一台DF155－67×5型（每台设计流量155m³/h）多极离心式水泵。排水管选用Φ220×10mmPE管一趟、Φ120×10mmPE管三趟，排水管路从泵房经副斜井至地面污水处理站，满足矿井正常及最大涌水期间排水的需要。水泵运行采用“一泵一管”工作方式；正常涌水期间，一台工作，二台备用，一台检修，一趟排水管工作；最大涌水期间，三台泵三趟管工作，一台检修泵，能满足排水要求。(5)瓦斯抽放系统：我矿地面建立有瓦斯抽放永久泵站，高负压抽放系统安装2BEC400-132水环式真空泵（一台工作、一台备用,配套电机功率为132kW），选用Φ325×7.5mm和Φ219×6mmPVC管分别作为高负压抽放主管和支管；低负压抽放系统安装2BEC420-200水环式真空泵（一台工作、一台备用,配套电机功率为200kW）选用Φ325×7.5mm和Φ219×6mmPVC管分别作为低负压抽放主管和支管。主要采用本煤层预抽煤层瓦斯、采空区埋管抽放、高位孔或高位钻场的瓦斯抽放方法，瓦斯抽放系统能正常运行。(6)供电系统：矿井采用双回路供电，一回路引自龙天35kV变电站10kV龙轿线，另一回路引自洋坪35kV变电站10kV洋蔡线。在地面变电所安装两台S11-500/10/0.4kV变压器（中性点接地）供地面照明、生活、机修、猴车、空压机、调度室、绞车等负荷；在地面变电所安装两台KS11-315/10/0.69kV变压器供地面瓦斯抽放泵站负荷。井下共使用变压器5台，其中KBSGZY-500/10/0.69kV变压器2台，供动力负荷；KBSGZY-400/10/0.69kV变压器2台专供井下局部通风机使用；一台KBSGZY-500/10/1.14kV供采煤机使用。2、六大避灾系统概述(1)瓦斯监控系统：我矿配置了镇江中煤生产的KJ101N型煤矿综合监控系统，监控主机2台（1台工作，1台备用）。监控系统运作正常。设置的传感器有：高低浓度甲烷传感器、风速传感器、一氧化炭传感器、风压传感器、温度传感器、烟雾传感器、设备开停、压差传感器、风门传感器、粉尘传感器、液位（水位）传感器、多参数传感器、断电仪及馈电状态传感器。井下已全部实现风电、瓦斯电闭锁。(2)通讯联络系统：我矿配置了HJD-80L型矿用调度总机，电话站设在矿监控室内，另设置30门直通用户(其中地面10门，井下20门)。地面及井下用户话机均为按键话机，地面为HA01型，井下为HAK-1本安型。电话站至通风机房等工业场地通讯选用MHYV型矿用电话电缆，话机线选用HBV-2×1电话线。电话站至井下选用MHYV型矿用电话电缆，以完成矿井的内部通讯。(3)人位定位系统：我矿安装了KJ133型人员定位系统，安装了2台KJF82A型多功能分站和12台KJF82A.1型读卡器。下井人员每人配备一台KGE39A型识别卡，能够及时、准确的将井下各个区域人员及设备的动态情况反映到地面计算机系统，实行“一人一卡”，定位监控管理，可供200人使用。(4)压风自救系统：我矿按照设计要求矿井在地面建了压风站，安装LGJ-13/7型二台、排气量13m³/min，排气压力0.7MPa，功率：75kW；一台工作，一台备用。地面配有空气压缩机储气罐2台。压风主管选用DN100无缝钢管，沿主斜井井筒敷设。支管路采用DN50无缝钢管通往采煤、掘进各作业地点，为井下风动工具提供动力源，经压风管路向井下输送压缩空气，为井下压风自救系统提供新鲜空气。在永久避难硐室、20902运输巷和回风巷、xxxxxxxx运输巷、xxxxxxxx运输巷，均设置了一组压风自救装置。(5)紧急避难系统：xxxxxxxx煤矿在井底主副井M8联络巷建有一个永久避难硐室，系统运转正常，按规定设置了防护密闭门、密闭门、过渡室、生存室，配备了氧气瓶、食物、集便器等设施，避难硐室内设置了氧气、一氧化碳、温度、甲烷等传感器，避难硐室接入矿井压风、供水、监测监控、人员定位、通讯和供电系统。(6)供水施救系统：xxxxxxxx煤矿在地面标高+1275m处，设有500m³井下消防防尘蓄水池1个，井筒铺设DN100钢管、采掘工作面铺设DN50消防洒水支管向各用水地点供水，主管每隔100m设洒水支管和阀门，支管每隔50m设洒水支管和阀门。井下各运输转载点喷雾洒水装置齐全，各避难硐室供水管路齐全供水可靠。供水施救系统与矿井的供水防尘系统为同一管路，供水施救系统的水源引自矿生活水池，在地面消防水池附近建有生活水池一座。供水管分配到采掘作业点各压风自救硐室内，保证24小时正常供水。3、采煤工艺、掘进工艺概述xxxxxxxx工作面采煤：方法为倾向长壁后退式，采煤工艺为高档普采，割煤机落煤，支护方式为单体液压支柱配合1200mm铰接梁，全部垮落法管理顶板；三采区轨道运输下山、回风下山掘进：工艺为炮掘，支护方式为锚杆、锚网、锚索支护。存在的主要安全风险煤矿是一个高风险的行业，特别是西部地区的煤矿，地质构造复杂，埋藏深，瓦斯高。虽然近几年国家投入大量资金进行升级改造，淘汰落后产能，安全形势有了一定的好转，但是影响我们安全生产的各项因素或隐患依然存在，主要表现在以下几个方面：煤矿采掘失调情况生产组织分析研判xxxxxxxx煤矿目前采煤工作面有xxxxxxxx工作面，xxxxxxxx备采工作面，目前xxxxxxxx采面回采中，xxxxxxxx备采面已抽放达标，三采区正在建设中，采掘接替正常，不存在失调现象。掘进工作面目前布置三采区回风下山，轨道下山，下一步均采用综掘，拟提高机械化程度，为明年的采面接替打好坚实基础，完全能够满足正常接替。第二节主要生产系统分析研判xxxxxxxx煤矿六大系统均按要求建设，并通过行管部门验收，目前主要是加强各系统的运行维护，在运行维护过程中，严格遵照安全规程及相关规定，编制分析报告及安全防范措施。第三节安全监控系统分析研判瓦斯监控系统：xxxxxxxx煤矿配置了镇江中煤生产的KJ101N型煤矿综合监控系统，监控主机2台（1台工作，1台备用）。监控系统运作正常。设置的传感器有：高低浓度甲烷传感器、风速传感器、一氧化炭传感器、风压传感器、温度传感器、烟雾传感器、设备开停、压差传感器、风门传感器、粉尘传感器、液位（水位）传感器、多参数传感器、断电仪及馈电状态传感器。井下已全部实现风电、瓦斯电闭锁。通讯联络系统：我矿配置了HJD-80L型矿用调度总机，电话站设在矿监控室内，另设置30门直通用户(其中地面10门，井下20门)。地面及井下用户话机均为按键话机，地面为HA01型，井下为HAK-1本安型。电话站至通风机房等工业场地通讯选用MHYV型矿用电话电缆，话机线选用HBV-2×1电话线。电话站至井下选用MHYV型矿用电话电缆，以完成矿井的内部通讯。人位定位系统：我矿安装了KJ133型人员定位系统，安装了2台KJF82A型多功能分站和12台KJF82A.1型读卡器。下井人员每人配备一台KGE39A型识别卡，能够及时、准确的将井下各个区域人员及设备的动态情况反映到地面计算机系统，实行“一人一卡”，定位监控管理，可供200人使用。目前xxxxxxxx煤矿正在搞监控系统升级改造和智能机械化改造，监测监控系统由原来的KJ101N型煤矿综合监控系统升级为重庆煤科院生产的的KJ90X型煤矿综合监控系统,预计在今年9月底改造完毕并投入使用，智能化升级改造预计在今年12月31日前改造完毕并投入使用。根据目前xxxxxxxx煤矿对监测监控系统的分析研判，主要是加强现设备的运行维护，确保使用运行正常。第四节重大灾害治理风险分析研判1瓦斯事故重大风险的分析研判及防范措施1.1瓦斯事故机理1.1.1事故类型及危害（1）事故类型：瓦斯事故（2）事故危害：1）瓦斯爆炸时产生的瞬时温度在1850℃～2650℃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空气压力的骤然增大，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）瓦斯爆炸可能引发煤尘爆炸事故。1.1.2事故原因分析发生瓦斯事故必须同时具备三个条件：1）瓦斯浓度达到爆炸界限5％～16％；2）氧气浓度不低于12％；3）有650℃～750℃的引爆火源存在。在这三个条件中，氧气无法进行控制，所以瓦斯事故发生的原因提取为：瓦斯积聚达到爆炸界限，遇到引爆火源产生剧烈的化学反应。1.1.3事故易发生的场所瓦斯事故易发地点为采掘工作面、采空区、盲巷、高冒区、采面隅角等。1.2瓦斯事故防范措施1.2.1采取措施，防止瓦斯超限1、优化矿井通风系统，力求通风系统、通风网络简单，消灭不符合《煤矿安全规程》要求的扩散通风和采空区通风。如布置独立通风有困难，可实施一次串联通风，但必须制定有关串联通风的安全技术措施，报总工程师批准，并严格执行。2、采掘工作面必须有足够的风量，做到风筒接口严密不漏风、双反压边等标准符合要求，风筒距掘进工作面的距离符合《作业规程》规定，密闭和风门严格按标准施工，做到密闭不漏风、风门能自动关闭，风门安装有闭锁装置。3、提高矿井的有效风量，保证井下各巷道、采掘工作面、硐室风量满足安全生产要求。4、巷道贯通前要制定安全技术措施，完善通风设施，检查贯通地点的通风及瓦斯情况，并设好警戒。5、贯通后要及时调整通风系统，防止风流短路，各用风地点风量分配合理，无串联通风、循环风、采空区通风。1.2.2对主要通风机的管理1、机电队加强对主要通风机的维修、保养和管理，确保主通风机连续运转，主风机停止运转时，备用风机必须能在10min内开动。2、加强主要通风机装置及反风设施的管理。机电队每月至少检查一次主要通风机装置；机电科和机电队防爆门每6个月和反风设施每季度应至少检查一次，发现问题向矿总工程师、机电副矿长汇报并立即处理，每次检查都要有详细记录，包括各种设备设施的状态、检查人员、隐患问题处理情况等，并存档备查。3、主要通风机司机要经常检查风机的运行情况，每小时记录一次运行参数，发现异常，立即向矿调度室汇报。4、主备风机改变工况或者调换主要通风机时，必须报请机电矿长和总工程师批准。5、主要通风机因检修、停电或其他原因停止运转时，必须制定停风措施或者采取主要通风机停风专项应急预案。1.2.3加强局部通风的管理1、工作面施工前，局部通风机必须实现“双风机（同等能力）、双电源”，确保开停监测、自动切换、风电闭锁和瓦斯电闭锁功能正常。2、局部通风机必须实现三专:专用变压器、专用开关、专用电缆，正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源。当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机正常工作。3、局部通风机必须指定专人管理，负责风机的维护和供电线路的检查，保证风机连续运转，并且在检查后要填写局部通风机管理牌板。牌板上必须填写清楚风机型号、功率、安装时间、检查时间、供风地点名称、供风地点风量、风筒长度、检查人员等。4、局部通风机安设地点风量必须大于风机吸风口风量加安设地点满足巷道最低风速所需风量之和。5、局部通风机及其启动装置必须安设在进风巷道中，地点距回风口大于10m的新鲜风流中。采用串联通风的局部风机必须符合《煤矿安全规程》的规定，必须在进入被串联工作面的巷道中安设甲烷传感器且风流中甲烷和二氧化碳浓度都不得超过0.5%。6、局部通风机风筒出口距离迎头距离不得大于规程规定的距离且安排专人进行维护。1.2.4瓦斯管理1、完善瓦斯检查制度。瓦斯检查员要严格按照矿井瓦斯巡回检查路线、时间、地点、内容以及检查次数进行瓦斯检查，瓦斯检查员严格执行井下交接班制度和瓦斯检查原始记录、瓦斯牌板和调度台账“三对照”制度，严禁脱岗、空班、漏检和假检。爆破作业时严格执行“一炮三检”制。2、矿长、总工程师、爆破工、采掘区队长、通风队队长、工程技术人员、班长、流动电钳工、安全监测工等下井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪，对工作地点的瓦斯浓度进行动态检查，只有瓦斯浓度小于1%时方可作业。3、维护瓦斯仪器、仪表，定期进行校正，确保其完好。4、瓦斯超限或涌出异常，必须及时采取措施处理，严禁瓦斯超限作业。5、生产中易于积聚瓦斯的地点有：高档普采工作面的上隅角、高档普采工作面的采煤机附近、顶板冒落的空洞内、低风速巷道的顶板附近等。如发现瓦斯积聚时，必须采取专项措施进行处理。6、高档普采工作面上隅角瓦斯采用抽放的防治措施。7、处理局部高冒区域或封闭采空区时，要按规定检查瓦斯浓度。8、使用局部通风机的掘进工作面因停电原因停风时，必须撤出人员，断开工作面电源开关。恢复通风前必须检查瓦斯浓度，只有在停风区中最高瓦斯浓度不超过1％和最高二氧化碳浓度不超过1.5％，而且在局部通风机及其开关附近10m内风流中瓦斯浓度不超过0.5％时，才能开启局部通风机。否则，必须编制排放瓦斯专项措施，严格按规定排放瓦斯。9、巷道内最高瓦斯浓度超过1%但不超过2.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，由通风队队长负责现场瓦斯排放，总工在调度室指挥。瓦斯排放后，经分析找到瓦斯来源并采取措施后方可恢复生产。10、瓦斯浓度超过2.0%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3%(不包括3%)时，由通防科科长进行瓦斯排放，总工程师在调度室坐阵指挥。瓦斯排放后，经分析找到瓦斯来源并采取措施后方可恢复生产。11、瓦斯或二氧化碳浓度超过3%（包括3%）时，总工程师及时召集通风科、安全科、调度室、机电科等有关科室及所有受影响区队召开瓦斯排放专题会议，安排停电、撤人、警戒等事宜，学习排放瓦斯措施并签字，然后由通防科科长带队，由兼职救护队员排放，总工程师指挥。瓦斯排放后，经分析找到瓦斯来源并采取措施后方可恢复生产。12、在排放过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不超过1.5%，且排放路线必须停电撤人，其他地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。只有在恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度不超过1%和二氧化碳浓度不超过1.5%时，方可人工恢复局部通风机供风巷道内电气设备的供电和采区回风系统的供电。1.2.5发挥通风安全监测系统和通风仪器仪表的作用通风安全监测监控系统相关规定1、矿井按照AQ1029-2007的标准设置传感器，传感器设置位置必须符合相关的规定。2、矿井必须保证安全监测系统的安全运行，必须保证系统软件、数据传输的稳定性和可靠性。3、矿井按照《xxxxxxxx煤矿安全监控管理规定》的规定，对传感器、分站、瓦斯电和风电闭锁进行检查、调校、维修。4、安全科、通风科对安全监测系统的运行情况进行监督。5、矿值班调度员、专职瓦斯检查员、安全监测维护人员必须按照规定完成各自所承担的任务。6、通风仪器仪表的配备及使用、维护、鉴定等相关规定7、矿井安排专人负责通风安全仪器仪表日常管理、维护工作，对损坏的仪器、仪表应及时修理或更换。8、按照通风安全仪器仪表的使用期限，定期调校的安全仪器仪表，未经鉴定的不得使用。1.2.6严格明火管理和加强井下电器设备管理，消除瓦斯引燃的的第三个条件：有650℃～750℃的引爆火源存在1、严格明火管理。严禁携带烟草及点火物品入井，严禁穿化纤衣服入井，井口和通风机房附近20m内禁止烟火，井下严禁用灯泡取暖和使用电炉，严禁不符合规定的电器设备入井。2、井下电气设备必须保持良好的防爆性能，加强电气设备的安装、使用、维护、检修工作，坚决消灭电气失爆；矿灯要完好，禁止拆开、敲打、撞击。3、井下和井口房内不得从事电焊、气焊、喷灯焊接等工作，如果必须在井下主要硐室、主要进风巷和井口房内进行电焊、气焊、喷灯焊接等工作，必须制定安全技术措施并由矿长批准，并严格执行《煤矿安全规程》第二百五十四条的各项规定。4、严格爆破制度。爆破必须用取得许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。打眼、装药、封孔、放炮等工序，必须按照《煤矿安全规程》的要求进行。5、由地面直接入井的轨道、电缆、引入（出）的管路都必须在井口附近将金属件进行不少于两处的良好接地。信号、监测、遥测、通讯线路，在入井处装设熔断器和避雷装置，对这些防雷电装置，使用单位定期进行检查，以保证其可靠性。2火灾事故重大风险的分析研判及防范措施2.1火灾事故机理2.1.1事故类型及危害事故类型：火灾事故事故危害：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。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。2.1.2火灾事故原因分析外因火灾：外因火灾是由于外来热源引起的。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：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、不装水炮泥、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。2.1.3火灾事故易发生的场所主运输巷道、采掘工作面、机头硐室、变电所、电气焊作业地点等场所。2.2火灾防范措施2.2.1外因火灾预防措施1、保证地面的消防水池有足够的水量，并保证井下消防洒水管路完好。2、井下各主要机电硐室均采用不燃性材料支护，并在进、回风侧安设防火铁门，且配备足够数量的灭火器材。3、完善井上、下消防管路系统，并配齐各种消防器材。采掘工作面和皮带机头等处都必须配备足够的灭火器材，以备火灾时使用。4、井下硐室内严禁存放汽油、煤油、变压器油。井下使用过的棉纱、布头等放在盖严的铁筒内，并定期送到地面处理。5、加强油脂管理，井下设备使用的液压油、齿轮油必须集中存放并配备2台干粉灭火器。6、加强运输设备的维护，保证托辊齐全、完好，皮带下无浮煤。7、正确安装和使用井下电器设备，禁止过负荷运转。8、必须对井下可能产生明火或引起火灾的地点进行检查，确保机电设备无失爆现象和非正常的机械摩擦（皮带跑偏、托辊损坏等），杜绝违章电气焊、使用电炉、灯泡取暖等产生明火的现象，杜绝违章放炮（放明炮、糊炮、使用动力电缆放炮、炮泥不足等）现象。9、定期检查矿井通风系统及检查维修主要通风机的反风设备，并按要求进行反风演习，保证设备、设施灵活可靠。10、易发热的电器设备，运行时必须有降温措施，杜绝设备高温运行。11、在井口房内、井下主要硐室和井下主要进风井巷中进行电气焊作业时，必须制定、审批电气焊措施，并严格贯彻执行。3顶板事故重大风险的分析研判及防范措施3.1事故机理3.1.1事故类型及危害1、事故类型：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，造成人员伤亡及设备损坏。3.1.2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，不符合实际；4、未对破碎带进行补强支护；5、支护材料不合格；6、大面积空顶；7、顶板破碎、层理发育；8、在掘进与回采中突遇构造，未及时采取措施；9、工作面初次来压、周期来压、冲击地压。3.1.3事故易发生的场所采煤工作面上下出口前20米范围内、上下端头、煤壁区、空顶的巷道、采空区切顶线处、过空巷及老空；掘进工作面掘进迎头20米范围内、顶板破碎或有淋水巷道、巷道开口处、交岔点及贯通点处、大断面处。3.1.4事故发生的预兆1、大面积冒顶的预兆：老顶活动和顶板下沉急剧增加，使支架受力剧增，顶板破碎并出现平行煤壁的裂缝，甚至出现工作面顶板台阶下沉。煤壁片帮范围扩大，在采空区深处发生沉闷的雷鸣声，余后发生剧烈的响动，跨落有的还伴有暴风并扬起大量煤尘。支柱的活柱急剧下缩，并发出强烈的金属摩擦声，柱锁变形，柱体被压坏，单体液压支柱的安全阀自动放液，损坏的支柱比平时大量增加，折梁断柱现象频繁发生，并出现顶板掉渣。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。煤体变软，片帮煤增多，钻眼省力，采煤机割煤时负荷减小。底板松软时支柱钻底严重。顶板的破碎程度明显加剧，顶网极易下沉、撕裂，老空易窜矸。工作面上下两巷支架变形、片帮严重、底鼓。3.2顶板事故防范措施3.2.1严格执行矿制定的《顶板管理办法》，矿、区队必须成立顶板管理领导小组，各小组成员及各职能部门各尽其职，严格执行管理办法中制定的各项措施，负责提供必要的资金和物质材料准备。顶板管理小组成员，必须经常检查井下工作面、巷道顶板情况和支护质量，并定期给组长汇报。顶板管理小组成员在井下发现顶板有异常情况危及安全生产时，应将情况及时汇报有关领导，并有权立即停止工作，采取措施处理。3.2.2严格按作业规程要求对顶板进行管理和支护，加强顶板支护，防止支护失效或巷道无支护而造成冒顶事故，尤其是在工作面顶板破碎、有构造的地段，积极采取加强支护的办法，保证顶板安全。1、工作面预防顶板事故措施(1)保证乳化液泵站出口压力应达到18MPa，使支柱的初撑力和工作阻力达到规定要求，单体支柱加π梁必须严密接顶。(2)支柱活柱的伸出长度最小不小于200mm，以保证支柱有效支护，控制好顶板的完整性。(3)保证工作面煤壁、支柱、刮板机各成一条直线。(4)支柱工要与采煤机司机配合好，滞后后滚筒10m开始支柱，如果顶板不好时可适当缩短滞后距离。(5)工作面初采前，要将需要的材料在风巷备齐，上下两巷超前支护完好(6)因工作面介于易冒落的顶板和中等冒落性顶板之间，直接顶易垮落，当冒落高度达到设计采高的1.5倍，冒落矸石充满采空区后，初采初放工作方可结束。如直接顶在工作面采过30米后仍不跨落，必须另行编制安全技术措施。(7)严禁空顶作业。必须严格按作业规程的规定及时支护。(8)回采过程中，若顶板不好时，要采取加密、从柱等特殊支护方式。(9)加强顶板管理，确保工作面控顶范围内，顶底板移近量≤100mm/m。(10)必须及时调整柱、排距，保证支柱间距均匀，防止柱、排距过大，空顶时间过长造成顶板下沉甚至漏碴。(11)在经过顶板破碎段时，必须降低采煤机速度，减小对顶板的采动影响，并及时支护。(12)若遇顶板垮落高度大于400mm时必须停机，按作业规程中处理冒顶的措施及时处理。顶板控制好后，方可正常回采。(13)必须及时更换工作面的卸压、漏液等失效支柱。(14)处理冒顶安全技术措施：①如工作面发生冒顶，首先向调度室汇报。②当班跟班队长要统一指挥，仔细观察冒顶区周围的情况，组织人员预备好足够的支护材料和工具。③在处理冒顶之前，必须先清理好退路，将周围顶板维护好，待冒顶区顶板稳定后，方可进行处理。④处理冒顶事故时，必须首先加固冒顶区附近的上下支护。刹顶时，要由跟班队长指派专人观察帮、顶并监护，一人站在冒顶处斜上方作业，一人递料并随时进行敲帮问顶，防止发生二次冒顶伤人。作业时，如发现异常(如顶板响动，漏矸等)情况，作业人员要立即停止工作，迅速撤出冒顶区。⑤处理冒顶时，必须有瓦检员预先检查冒顶区空间的CH4、CO、CO2、02以及温度，如果超过规定时，必须停止作业，及时汇报区调度室并采取措施进行处理。2.掘进工作面预防顶板事故措施：a.一般规定 (1)井巷工程开工前，必须按要求编制好《施工组织设计》或《作业规程》。(2)井巷工程开工前，必须由施工单位的主管队长组织，由技术员向全体人员贯彻该工程的《施工组织设计》或《作业规程》。(3)参加《作业规程》或《施工组织设计》学习的每个工作人员，都要参加由施工单位组织的考试，考试合格者，方可参加施工；不合格者，补考合格后，方可参加施工。参加学习的人员在规定的登记表上签字或盖章。(4)班组长要检查工作面的风量是否充足；风筒有无破损，风筒口距迎头的距离是否超过规定；用甲烷检测报警仪检查工作面瓦斯浓度是否超过规定，并按规定位置悬挂好；查看瓦斯检查记录牌，瓦斯、二氧化碳、温度是否超过规定。如超过规定，要向矿调度室汇报，并进行处理，否则不得开工作业。(5)班组长要检查工作范围内的顶板支护是否完好。如发现支护失效等安全隐患，必须先处理好后，方可再进行其它作业。(6)班组长要检查迎头是否有空顶，如有空顶必须采取措施消除空顶。(7)新开口架棚巷道，在开口前，必须先将开口处左右不小于10m范围内的其它支架进行加固。在开口处，必须按《作业规程》的规定架设好“双抬棚”。(8)每班开工前，必须进行敲帮问顶，清除浮矸和伞檐。在作业过程中，每个作业人员必须经常检查作业地点的顶板、煤(岩)帮和支架等情况，如有险情，立即处理。(9)敲帮问人员应站在安全地点，并保证退路畅通。(10)敲帮问顶工作应由两名有经验的工人担任。一人敲帮问顶，一人观察顶板。观察顶板的人，应站在操作人侧后方的安全地点，发现险情，应及时招呼操作人一同撤离险区。(11)敲帮问顶时，只准一组进行，严禁两组同时进行(12)敲帮问顶工作应从有支护的地点由外向里，并依先顶后帮的次序进行。上、下山掘进工作面敲帮问顶时，作业人员应站在安全地点操作。敲帮问顶时严禁进行其它作业。b.棚式支护(1)支架工必须熟悉《作业规程》规定的支架规格和形式，不得任意更改。(2)架棚前，应根据中、腰线检查掘进断面尺寸，如与设计断面不符，应按设计要求及时修正。(3)架棚巷道（包括矿用工字钢、木棚支护）的平巷必须使用金属前探梁作为临时支护，严禁空顶作业。掘进工作面爆破后，必须立即将前探梁移设到迎头，前探梁的规格形式必须符合《作业规程》中的规定，前探梁前移到迎头的同时，必须将棚梁、背顶材料、网等及时放置在前探梁上，并将前探梁固定牢固。其它情况下，临时支护形式必须符合《作业规程》要求。架棚时必须遵守以下规定：①移设临时支护前首先检查巷道支护情况，爆破崩倒、崩坏的支架，必须由外向里先修复加固好。移设前探梁必须在永久支架完好情况下进行。②认真执行敲帮问顶制度，使用长把工具，站在安全地点，清理好退路，撬掉迎头顶帮活岩（煤）块。(4)架棚时，应先按中腰线挖柱窝，立棚腿并支撑稳固，校正和扎角，用防倒器与已架好的相邻支架连在一起，然后将棚腿和前探梁上的棚梁对接吻合，最后再刹帮、背顶。(5)挖柱窝时，必须有防止片帮、冒顶的措施。并按中线拉三角线，根据棚距、扎角等找准腿窝位置，按《作业规程》规定的柱窝深度挖到实底，必要时应加木垫，不得用爆破方法崩柱窝。(6)支架初步稳固后，检查净宽（中线至任何一帮间距）、净高（腰线上、下）、棚梁位置、前倾后仰、棚梁接口、棚距等是否达到质量标准要求，均达到质量标准后，再进行背帮、背顶、加固支架。(7)帮、顶必须刹紧背牢，不得有空帮、空顶现象，背帮背顶材料应与巷道轴线平行且排列均匀、数目应为双数，材料规格必须符合《作业规程》的规定。梁的两端及棚腿上部靠接口处，必须用木楔加固。(8)棚子架好后，工作面靠迎头10架棚子间必须使用金属防倒器将棚联锁成整体。(9)在斜巷中架棚，棚腿应有一定的迎山角，其数值应符合《作业规程》的规定。(10)当支架顶部空隙较大时，应打“井”字形木垛接顶。(11)在松软的煤（岩）层中掘进，棚腿应穿“鞋”，“鞋”的材料、规格必须符合《作业规程》的规定。(12)在矿山压力较大的松软煤层中掘进，架设对棚时，对棚必须同时架设，以免造成棚子高低不平，受力不均，降低对棚支护强度。(13)严禁用无腿棚作永久支护。(14)金属网下掘进，发现顶网破损，必须补网。(15)采用棚式支护的巷道，在开口处，必须架设双抬棚，双抬棚必须用扒钉、拉杆等固定牢，使梁与腿以及与相邻物棚子成为整体。双抬棚的净高，净宽不得小于基本棚子的净高、净宽。c.锚杆支护(1)采用锚喷支护时，应按《作业规程》的规定，及时进行临时支护和永久支护，在巷道新开口及贯通处，必须按《作业规程》的规定及时打上锁口锚杆或锚索。(2)软岩巷道使用锚杆支护时，应采用全长锚固式锚杆。(3)锚杆的布置形式、数量以及喷层的厚度必须符合《作业规程》的规定。(4)打锚杆眼前必须进行敲帮问顶，撬掉危石、活石，支设临时支护，然后再打锚杆眼。(5)打锚杆眼及安装锚杆的人员应在有支护的顶板下打操作。(6)锚杆的外露长度应符合设计规定，锚杆的托盘要与围岩表面接触严实。树脂锚杆的深度必须与锚杆长度相符，不得超过锚入深度的10mm，不得小于应锚入深度。(7)安装树脂锚杆时，先将树脂药卷送入眼内，再把杆体插入眼中将药卷轻轻地推送入孔底，然后在杆体尾部套在搅拌工具（通过连接器连接），杆体末端可预先装好托板和螺母，预先装螺母时必须使杆体尾部外露长度小于《作业规程》要求，以便待树脂固化后，再对锚杆进行紧固。(8)树脂锚杆的药卷固化后可用12英寸以上板手紧固螺母，达到设计的拧紧力矩，锚杆托板完全帖紧岩面。(9)树脂锚杆末端的外露长度、螺母拧紧力矩必须在《作业规程》中明确规定，施工班组必须定期用力矩扳手检查螺母的拧紧力矩。d.喷浆（砼）支护(1)初喷前，应先敲帮问顶，清除活矸。初喷和复喷前，必须用风水冲洗受喷面。当围岩不宜见水时，可用压风吹净受喷面浮尘。(2)喷射前应将巷道两帮墙基处的浮矸清理干净，并达到设计要求。(3)对已喷完的巷道必须按《作业规程》要求进行洒水养护。(4)采用锚网或锚喷网等支护时，金属网应随巷道轮廓铺设；锚喷网支护时，网应与岩面保持30至50mm的间隙；金属网的网格和网丝直径应符合《作业规程》的具体规定，并且金属网与锚杆要连接牢固。e、锚索支护(1)打锚索眼及安装锚索必须在有支护的顶板下进行操作。(2)锚索眼的直径、深度、方向和间、排距，应按《作业规程》的要求进行施工，不合格必须重新打眼。(3)打完眼后，量出钻孔深度，选择好钢绞线并量好长度，用锚索钢绞线顶端顶住树脂药卷送入眼底，戴好连接套开始搅拌。搅拌时钻机应缓慢上升，并保证锚固到眼底。搅拌要连续进行。(4)树脂药卷应严格按《作业规程》的要求进行装填，严禁随意装填。f.巷道维修(1)巷道维修前，必须先察看待维修巷道的状况，编制有针对性的维修安全技术措施。(2)察看待修巷道时，必须两人以上同行，失修严重，人员不便于进入察看时，可先编制状况明确段的巷道维修安全技术措施，分段维修，逐段推进。(3)独头巷道维修，必须从外向里逐架逐段单头进行，严禁人员进入里边工作或逗留。(4)有两个及以上出口的巷道维修，可以从两个方向相向进行维修，但安全技术措施中必须规定两个维修点相距一定距离时，停止一个维修点，严禁有3个以上作业点。(5)井巷维修施工时，坚持“敲帮问顶”制度，撬净浮矸活石，架设好临时支护，严禁在空顶下作业，并保证退路畅通。(6)采用锚喷支护形式进行维修时，必须处理掉失效锚杆，撬净浮石活矸，用高压风或高压水来冲洗围岩面，再进行初喷。初喷固结后，在有临时支护的情况下，再补打锚杆。最后进行终喷。(7)一般情况下，原锚喷巷道维修时，不得采用棚式支护。确需架棚维修时，应保持原有巷道断面。顶板破碎时应挂网。(8)巷道维修需要扩帮、挑顶、卧底时，每循环必须及时支护，循环进度在维修安全技术措施中明确规定。钻眼时操作人员应处在已维修段或有临时支护地点。(9)井巷维修需要拆除原棚式支架时，必须由外向里逐架进行。首先加固好已经维修段支架，用前探梁或探头杆等对待拆除段进行临时支护，撬净浮矸活石，用长把撬杠拆除原棚式支护。拆除一架后应及时重新支护。每一架未完工前，不得中止工作。重新架棚支护时，帮顶应刹紧背实，棚腿要挖腿窝，必要时应垫柱鞋，严禁将棚腿立在浮碴上或水沟内。(10)处理维修大冒顶区时，应先在冒顶区边缘架设好牢固的对棚，利用前方完好或冒落的碴堆架设至少2根穿梁，将顶背好，然后在其掩护下清棑架棚。冒落碴堆高度不够时，在碴堆上打小木垛保持合适高度。新架的棚梁和穿梁间必须背实刹紧。巷道冒高处必须打木垛接顶。(11)打木垛时，现场备足材料，下方不得有人员逗留，打木垛人员不宜超过2人，且必须有其他人员监视顶板变化情况和瓦斯是否超限。递料人员应在安全地点配合作业。打木垛人员在监视人的指挥下进行工作，紧密配合，尽快完成。木垛接点要在一条直线上。(12)巷道冒顶处完全被冒落煤矸堵满时，应采用撞楔法（或插板法）逐架进行。(13)砌碹巷道维修时，需拆除碹体时，拆除顺序是先碹顶后碹墙。拆除前必须首先对坏碹进行临时支护，以防整体塌碹。拆除时，可用长把钢钎或风镐。拆除人员必须在新碹或有完好支护的保护下进行。拆除后，必须先进行临时支护，然后再重新砌碹支护或进行其它永久支护。3.3顶板事故处理措施3.3.1撤离危险区人员(1)当采掘工作面发生冒顶事故后，首先将人员撤离危险区域，并向调度室汇报，通知有关领导。(2)发生冒顶事故后，跟班干部、班长应立即清点人数，发现有人被埋、压、堵时，要尽快探明冒顶区的范围和被埋、压、堵截的人数及位置，积极组织抢救。(3)防止事故扩大措施：发生冒顶事故后，要对冒顶区电缆、设备及有可能发生瓦斯超限的区域进行停电。3.3.2救护行动(1)及时恢复冒顶区的正常通风，如暂时不能恢复时，可利用水管、压风管等对被压、埋、堵截的人员输送新鲜空气，并派专人检查该处的氧气浓度和有害气体浓度。(2)在处理冒顶事故时，应先由外向里加固冒顶区进口的支护，消除进口的堵塞物，然后尽快接近堵人部位进行抢救，先将被害人员救出，必要时可以开掘通向遇险人员的专用巷道。(3)遇有大块岩石威胁遇险人员时，可使用千斤顶等工具移动岩块，但尽量避免破坏冒顶岩石的堆积状态，清理矸石时要小心使用工具，以免伤害受伤遇险人员。(4)处理大面积冒顶事故时，必须及时制订专门的安全技术措施。(5)在抢险过程中，要随时用板梁、支柱等对冒顶区进行加强支护，以防止冒顶事故进一步扩大。4水灾事故重大风险的分析研判及防范措施4.1水灾事故机理4.1.1事故类型及危害事故类型：水灾事故事故危害：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；水灾伴随有溃沙、顶板垮落。３.严重的水灾会导致淹巷、淹井。4.1.2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。4.1.3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4.1.4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。4.2水灾事故防范措施1、各项防治水工程设计、施工措施应按要求审批。2、井下必须规定水害避灾路线。设置明显路标并使全体井下人员熟悉。当发生突水时，现场领导（跟班队长）要首先通知附近受水害威胁人员撤离到安全地点，并向调度室汇报。矿长要立即组织实施抢险救灾措施，避免人员伤亡事故的发生。3、要查明本矿及其附近地表河、塘、的位置、积水量、洪水流量、洪水位标高等，并查明上述水体与矿井采掘工程之间的关系，能否通过采矿导水裂隙带、地表裂缝、老空、或相邻矿井等通道进入本矿。4、要查明本矿和相邻煤矿的老空和废弃井巷的出水点、积水区位置、范围、标高、积水时间和积水量。5、要查明对可能与地表水体、地下溶洞或强含水层有水力联系的导水断层、裂隙、陷落柱等。6、要查明本矿与相邻煤矿之间的隔离煤柱以及本矿各种防水煤柱是否完整、尺寸是否合理以及存在问题。7、要查明与矿井有关的各地面水体、井下各含水层及老空积水的水质类型、水质特征，以便分析判断突水的水源，为水害防治提供科学依据。8、井口附近或塌陷区内外的地表水体可能溃入井下时，必须采取措施，并遵守下列规定：（1）严禁开采煤层露头的防水煤柱。（2）排出地表的矿井水，必须妥善处理避免再渗入井下。（3）对漏水的沟渠应及时堵漏或改道。对导水裂隙带高度与地面沟通的地段的裂缝必须填塞，填塞必须有安全措施，防止人员陷入。（4）每次降大暴雨时和降雨后，必须派专人检查矿区及其附近地面有无裂缝，老窑陷落和塌陷等现象。如发现漏水严重，必须及时处理或停产撤人。9、使用中的钻孔（含其它通往井下的管路）孔口，必须高出当地最高洪水位，并安装孔口管。报废的钻孔（含其它管路）必须及时封孔处理。10、在矿井充水性图上圈定的老空积水线和探水警戒线，当采掘工程接近探水警戒线，必须执行“先探后掘，先探后采”的原则。11、探放老空水的钻孔应成组布置，在平面上呈扇形，终孔位置应满足平距3米为准。厚煤层内各钻孔的终孔垂距，不得超过1.5米，并至少各有一个见煤层顶板和底板的钻孔。12、结束放水的标准必须有两个以上在原出水孔下方的钻孔证实无水时，方可结束放水工程。13、对有水或未固结的灌浆区，有淤泥的废弃巷道，也要按照规定在矿井充水性图上圈定的积水线和探水警戒线位置，在采掘工程接近探水警戒线时执行“先探后掘，先抽后采”的原则。14、探放水工作结束后，要向施工单位下达探放水通知单。其主要内容有探放水地点、位置、钻孔数量、孔、放水情况、允许向前掘进距离。钻孔超前距离一般不小于30米，其计算方法必须以钻孔平距不大于3米，垂距不超过1.5米范围内钻孔深度后退30米作为钻孔超前距；或者以最浅钻孔孔深后退30米作为钻孔超前距。15、矿地下水位自动观测系统必须保持完好，每月不少于三次对井上下水位及矿井涌水量动态观测。16、必须坚持每周一次逐头逐面的水害预测预报，经矿总工程师审批，并制定相应的防治措施和组织实施。17、煤层顶板含水量水层位于导水裂隙带高度内，回采前要编制疏水降压设计，疏水降压达到设计要求时方可进行回采。18、对各类断层，要按《煤矿防治水规定》的要求留设防水煤柱，巷道必须穿过断层时，要采取预注浆和加固措施，必要时预先构筑防水闸门（墙）。19、开拓到设计水平时，只有在建成防排水系统后，方可开始向前开拓掘进；主要运输大巷和主要回风大巷必须布置在不受水威胁的层位中，并实行分区隔离。20、承压含水层与煤层之间的隔水层能承受的水头值小于实际水头值时，开采前必须采取下列措施。（1）采取疏水降压方法技术经济合理的，制定安全措施，把承压含水层的水头降到安全水头以下；（2）承压含水层不具备疏水降压条件时，必须采取构筑防水闸门，注浆加固底板，增加抗灾排水能力等防治措施。21、工作面回采前应进行物探、钻探、化探和水文地质实验等手段，查明地质构造发育情况。有导水断层、破碎带、陷落柱时，必须留设防水煤柱或采取注浆方法封堵导水通道，否则不准回采。22、矿井的排水设施：水泵、水管、配电等，要符合《煤矿安全规程》中的要求；有突水淹井危险的矿井，可另选增建抗灾强排能力泵房。23、井下水位观测系统必须保持正常运转，发现问题及时处理。24、坚持“有疑必探、先探后掘”的防治水原则。25、探放水工程必须有设计、安全施工措施和总结（竣工）报告。26、对进行底板板注浆改造的回采工作面和井下突水点封堵工程，必须有设计、审批、安全技术措施和工程竣工总结报告。27、防水煤柱（1）必须按有关防治水规定留足各类防水煤柱。（2）每季度检查一次各类防水煤柱的留设情况，对存在的问题及时提出处理意见。28、每年雨季前，矿长、总工程师负责组织编制夏季“三防”计划，并成立夏季“三防”办公室，调查各项防治水工程计划完成情况，对调查出来的问题立即组织处理。29、每年雨季前机电科要制定主要排水泵群泵抽水试验计划和措施，在矿长和总工程师的领导下，进行全面试验，要有试验报告，发现问题及时解决，确保矿井安全。30、矿要成立了防汛抢险队伍成立防汛指挥部及抗洪突击队，由值班领导指挥，发现灾情及时组织抢险救灾。运输队、机电队负责在斜井、平硐附近码放沙袋，并用风筒布盖好，以免沙袋风化。汛期来临前，由“雨季三防”办公室对防洪设施进行全面检查，发现问题立即组织人员整改。物资管理中心按“雨季三防”办公室提供的计划准备编织袋，雨鞋、雨衣、铁锹等防洪工具。调度室人员注意收听天气预报，及时向有关领导汇报，做好汛情调度工作。31、每年雨季前对地面断缝进行清查，并对断缝进行充填。5爆破事故重大风险的分析研判就防范措施5.1爆破事故机理5.1.1事故类型及危害事故类型：爆破事故事故危害：可能造成人员伤亡、设备毁坏、产生有害气体、引起瓦斯煤尘爆炸。5.1.2事故原因分析发生爆破事故主要是违章作业造成的。5.1.3事故易发生的场所采掘工作面及其它放炮地点等5.2爆破事故防范措施1、井下爆破工作必须有专职爆破工担任，并经过专门培训、考试合格，方准持证上岗。2、爆破工必须熟悉爆破器材的性能和《煤矿安全规程》中有关条文的规定。3、接触爆破材料的人员不准穿带静电的化纤衣服。4、爆破工下井前要领取符合规定的便携式甲烷检测报警仪、发爆器和放炮母线等。不符合规定的发爆器材不准下井使用；爆破工必须严格执行矿制定的爆破器材领、销、退等管理制度。5、使用爆破材料的规定：（1）严禁使用变质、结块的乳化炸药，并禁止将其折断、切割、揉搓、扎眼或撕下药包纸。（2）不得使用含水超过0.5%的铵锑炸药。（3）井下严禁使用黑火药。（4）必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和毫秒延期电雷管。使用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。（5）在发放使用电雷管前，必须逐个做全电阻和导通检查，严禁发放不通电和电阻不合格的电雷管。（6）用放炮方法贯通井巷时，必须严格遵守作业规程、专项安全技术措施有关规定。（7）严禁采用糊炮或明火放炮；处理卡在溜煤眼中的煤矸时，必须编制专项安全技术措施，并使用被筒炸药。（8）在高瓦斯的掘进工作面放炮，必须严格执行所制定的特殊安全措施。（9）检查发爆器与放炮母线。发爆器要完好可靠，电压符合要求；放炮母线长度符合规定，并无明接头和短路，绝缘包皮有破损处时应进行处理。准备好炮棍、岩(煤)粉掏勺等发爆器具。（10）引药的装配：1）从整束雷管中抽取单个雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的雷管线顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出，抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。2）装配引药时必须遵守下列规定：必须在顶板完好、支护完整,避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行.严禁坐在爆炸物品箱上装配起爆药卷.装配起爆药卷数量,以当时爆破作业需要的数量为限.‚装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击,折断电雷管脚线和损坏脚线绝缘层.电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管代替竹、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的中部或者捆在药卷上.„电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路.（11）装药、放炮操作：1）瓦斯检查员对工作面附近20m范围内进行瓦斯检查，严格执行“一炮三检”制度。2）班组长负责将炮眼内的煤(岩)粉清除干净，对爆破地点附近支架进行加固，保证支架完好、齐全和附近洒水降尘。3）爆破工、班组长及瓦斯检查员对掘进工作面进行全面检查，发现问题应及时处理。凡有下列情况之一时，不准装药。采掘工作面支架损坏，架设不牢，支护不齐全；‚装药地点20m以内，有未清除和撤出的煤、矸及机电设备，或其他物体阻塞巷道断面三分之一以上时；装药地点20m以内煤尘堆积飞扬时；„装药地点20m范围内风流中瓦斯浓度达到1%或装药地点有突出预兆时；…炮眼内温度骤高骤低，炮眼出现塌陷、裂缝，有压力水，瓦斯突增等异状时；†通风不良，风量不足或风管落后时；‡炮眼内煤(岩)粉末清除干净时；ˆ炮眼深度、角度、位置等不符合作业规程规定时；‰煤壁突出有伞沿，有塌落危险时；Š发现瞎炮未处理时。4）装药：装药前，用压风将炮眼内的煤、岩粉清理干净。

‚用炮棍（木质炮棍，炮棍的直径应略大于药卷直径）将药卷轻轻地推入眼底，用力要均匀，不得强力冲击，但要使药卷间密实接触。

正向爆破的引药最后装，要一手推引药，一手松直脚线，但不要过紧，不得损伤脚线。

„炮眼封泥应采用水炮泥和黏土炮泥。先装水炮泥，外端再充填黏土炮泥。注意不要用力过猛和压的太紧，以防捣破水炮泥，不得使用漏水的水炮泥。

…封泥应使用黏土炮泥，禁止使用块状材料或可燃性材料（岩粉、炸药包装纸等）。填炮泥时，要一手拉脚线，一手填黄泥，慢慢用力轻捣压实。⑥封泥的装填结构与操作应按如下规定：a、装填炮泥时，一手拉脚线，一手拿炮棍推填炮泥，用力轻轻捣实。b、封泥的装填结构是：先紧靠药卷填上水炮泥，在水炮泥的外端再填塞炮泥。c、装填水炮泥不要用力过大，以防压破。装填水炮泥外端的炮泥时，先将炮泥贴紧在眼壁上，然后轻轻捣实。d、炮眼封泥量、放炮母线的敷设符合规程规定。e、联线方式与接线符合规程要求。5)放炮前要做好警戒工作：班组长必须布置专人在作业规程规定的各警戒岗点担任警戒。‚各警戒岗点除站岗人员外，还要设置警戒牌、栏杆或拉绳等标志。放炮前工作面人员都要撤至作业规程规定的最小安全距离外的安全地点。6）放炮：母线与脚线连接后，爆破工必须最后退出工作面，并沿途检查放炮母线是否符合要求。‚爆破工接到班组长的放炮命令后，将母线与发爆器相接，并将发爆器手把插入发爆器，转至充电位置。发出放炮信号5秒后，待发爆器指示灯亮稳定后，将发爆器手把转回放电位置，电雷管起爆。„电雷管起爆后，将母线从发爆器接线柱上摘下，并扭结短路。拔下的发爆器手把应由爆破工随身携带，不得转交他人。7)放炮后验炮：爆破后,待工作面的炮烟被吹散,爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。发现危险情况,必须立即处理。8)通电以后拒爆时,爆破工必须先取下把手或者钥匙,并将爆破母线从电源上摘下,扭结成短路;再等待一定时间(使用瞬发电雷管,至少等待5min;使用延期电雷管,至少等15min），才可沿线路检查，找出拒爆的原因。9）处理瞎炮：由于连线不良造成的拒爆,可重新连线起爆。‚在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆。严禁用镐刨或者从炮眼中取出原放置的起爆药卷,或者从起爆药卷中拉出电雷管.不论有无残余炸药,严禁将炮眼残底继续加深;严禁使用打孔的方法往外掏药;严禁使用压风吹拒爆、残爆炮眼。„处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破工必须详细检查炸落的煤、矸,收集未爆的电雷管.…在拒爆处理完毕以前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。6机械事故重大风险的分析研判及防范措施6.1机械事故机理6.1.1事故类型及危害事故类型：机械事故事故危害：引发部件损坏，影响生产，增加生产成本；导致人身伤害。6.1.2事故原因分析机械设备从设计、制造、选型、运输、验收、保管、安装、使用、检修等环节因人为失误或客观因素都可能导致机械事故，其中重点是使用、检修环节。6.1.3事故易发生的场所发生在采掘工作面及运输系统6.1.4事故发生的预兆动接触（移动或转动）部件高温、高热、振动、声响异常、几何尺寸发生变化等；静接触部件发生变形。6.2预防措施6.2.1机械设备事故预防措施从设备验收、安装、运行、维护方面制定措施，设备本身的完好性及运行中的控制是消除或减少危险源的关键：1）设备到货后，定货单位必须组织相关有资质专业人员按照定货签定的技术协议进行验收，不符合要求和相关标准的设备不予验收。2）设备在未安装期间，应存放在无淋雨、通风良好、温度适中的库房内，如必须在露天存放，必须采取遮盖、涂防锈油等措施。3）设备在运输过程中必须轻装轻放，绑扎牢固，避免碰撞。4）在安装过程中必须选用有资质的人员按照安装标准进行，安装完毕后，组织相关专业人员验收合格方可使用。5）设备在运行中，必须遵守以下规定：设备操作人员必须经过相关安全、技术知识培训，经考试合格后，持证上岗。设备操作人员必须熟悉本设备的性能、结构、工作原理，并懂得日常的维护保养和一般性故障处理。设备操作人员必须熟练掌握本岗位的技术标准与要求，必须按照《操作规程》、《风险管理标准和管理措施》、《员工岗位规范》等要求进行作业。综采煤机即将开机前，工作范围内确保没有闲杂人员；开机时，割煤滚筒附近安全范围内严禁站人。皮带机、刮板机等在前移时，巷道两边严禁有人，严禁放置其它设备，要与两帮保持一定距离，注意不能碰撞两帮的电缆和水管。皮带机、刮板机司机在操作台进行操作，严禁离开操作台。严禁人员乘坐、跨越皮带机、刮板机。行人需跨越的地点，必须设置安全可靠的过桥，皮带机机尾要安设防护罩。综掘机、皮带机、刮板机的操作台安全防护设施必须齐全可靠。综掘机、皮带机、刮板机各类保护必须齐全，照明及报警装置完好可靠。6）设备维护必须遵守以下规定：所有设备必须实行包机责任制，设备包机责任制应做到“三定四包”（定人员、定设备、定任务、包使用、包管理、包维修、包排除故障）。包机人必须经过培训，经考试合格后，持证上岗。包机人必须熟悉本设备的性能、结构、工作原理，并详细掌握日常的维护保养和故障处理方法。严格执行矿井下发的油脂、润滑管理办法，设备润滑要做好“六定”（定人、定点、定时、定质、定量、定专用工具）“三级过滤”（油桶、油壶、清油器过滤），定期清洗润滑系统及用具，要经常检查过滤器、油位、油压、油温、油质和注油量，所有设备必须按照规定周期取油样，坚持润滑油品、油质分析。及时处理设备存在的问题和润滑不正常情况，保障设备的正常润滑。加强设备的预防性检修，各队应每周组织机电管理人员及包机人根据设备状况制定详细的检修计划，并严格审批、实施。7电气事故重大风险的分析研判及防范措施7.1电气事故机理7.1.1事故类型及危害电气事故可能造成人员伤害或设备损坏。7.1.2事故原因1、作业人员违章作业或误操作。2、电气设备保护不全或保护失效。7.1.3事故易发生的场所变电所、机电硐室、采掘工作面和敷设电缆的巷道7.1.4事故发生的预兆设备高温过热、有异响、烟雾、异味、接点放电7.2电气事故防范措施1）电气保护必须整定正确，齐全可靠；要有整定计算书，每月（每次搬迁重新安装后）必须检查校验一次，做好记录，且供电系统图、设备责任牌与开关三者的整定值必须一致。2）移变、检漏继电器、煤电钻（或信号照明）综合保护必须齐全可靠，不得甩掉或短接。3）井下电缆必须采用不延燃电缆，定期对电气设备的绝缘材料进行绝缘测试，发现绝缘降低，及时更换。4）井下接地网和接地保护系统必须完好可靠，接地电阻必须符合要求。5）必须严格执行停送电制度、工作票制度和操作票制度。6）电气设备必须安装在无淋水、环境状况较好的地点，如必须放在状况较差的环境中，应采取防护措施。所有电缆必须吊挂，移动拖拽电缆必须有专人进行监护，防止电机车对电缆的碾压、碰撞及煤、矸砸伤电缆。7）在安装、检修、故障处理完成之后，施工人员必须对设备进行仔细检查，防止工器具等遗落，造成事故。8）电缆、电气设备的接线必须规范，符合接线工艺要求，防止电气安全距离过小导致事故。9）电气设备的电压等级要与电网电压相一致。10）电气设备要认真维护，经常更换易损件。11）井下接地网和接地保护必须完好可靠，接地电阻必须符合要求。12）电工必须经过专门培训，持证上岗。13）员工操作要严格执行停送电制度，不得约时送电。14）员工使用的电工工具要绝缘可靠。15）员工使用的电工仪表要准确。16）员工要正确使用电工工具和仪表。17）员工接线操作要按要求进行，必须紧固无误，不得虚接。18）用电设备的绝缘必须可靠。19）设备的保护必须齐全有效，不得甩掉保护运行。20）电缆的绝缘必须可靠。8主提升事故重大风险的分析研判及防范措施8.1主提升事故机理8.1.1事故类型及危害事故类型：提升类事故事故危害：设备损坏、造成人员伤亡、生产受阻等人身和经济上的重大损失。8.1.2事故原因分析(1)设备的不安全状态钢丝绳强度不够。提升机制动装置失灵。(2)设备的保护装置（如提升机防过卷装置）存在缺陷。(3)连接装置不满足安全要求。(4)深度指示器调零装置失灵。8.1.3人的不安全行为操作人员缺乏安全知识，绞车司机工作失职，违章操作。把钩工责任心不强，未检查好提升钢丝绳，未锁好连接钩头。信号工与绞车司机在收发提升信号时，忽视相互确认。8.1.4安全管理缺陷对有关提升系统的安全规章制度贯彻不力，如违规行车行人等。对设备使用管理不善，缺乏定期检查。监督系统不健全，如超载缺少监督等。8.1.5事故易发生的场所主井井筒、副井井筒8.2主提升事故防范措施8.2.1全面检查，改进技术，提高设备的可靠性(1)提升设备的设计、安装、制造应该符合有关的技术规范和《煤矿安全规程》的要求。(2)钢丝绳以及提升绞车，都必须按规定周期对其进行检查和维修，使设备处于完好状态，防止由于磨损、老化、腐蚀、疲劳等原因降低设备的安全性。(3)提高矿井提升的机械化水平，尽可能使用先进可靠的设备。(4)消除生产作业场所的不安全因素，创造安全的环境。8.2.2以人为本，开展各种形式的安全教育(1)加强对全体人员的安全教育，抓好安全基础工作，牢固树立“安全第一，预防为主”的思想。(2)加强提升司机的职业道德教育和技能教育，提高职工的素质。(3)加强对信号工与绞车司机的协作教育，信号工要准确无误地传发信号；绞车司机收到信号准时开机起动。收到不明确、不规则或模糊信号，要同信号工联系，问明情况。否则，不要动车。(4)了解提升司机的生理和心理健康状况，及时发现问题，有针对性的采取防范措施。8.2.3加强安全管理，完善规章制度(1)加强安全生产责任制度，实行责任到人。(2)加强安全规章制度的执行力度和违章时的处罚力度。9主运输事故重大风险的分析研判及防范措施9.1撕带事故9.1.1撕带事故机理1）事故类型及危害事故类型：运输事故撕带事故危害：影响胶带机运输能力，严重时胶带机无法正常运输，胶带报废，影响矿井生产。2）撕带事故原因a.皮带严重跑偏；b.铁器进入系统；c.综采过构造，大块矸石进入系统；d.滚筒开裂；e.纵向撕裂保护失效；f.滚筒与胶带之间卷入杂物（大块矸石、煤、铁器等）；g.硫化接头损坏；h.托辊损坏开裂、磨损严重。3)事故发生的的主要场所：胶带机各转载点及胶带运输巷。9.1.3撕带事故防范措施1）皮带跑偏的防范措施a.提高安装质量；b.提高胶带接头制作质量；c.轨道铺设合格；d.尽量控制水煤泥进入系统；e.保证清扫器有效、完好；f.保证各转载点落料不偏；g.使用合格的胶带；h.做好跑偏保护的维护、试验工作，严禁甩掉保护运行；i.做好员工的业务技能培训，按照皮带跑偏规律进行调偏；J.保证胶带张紧力适当。2)铁器进入系统防范措施a.正确选型，及时调整安装高度、位置；b.加强对焊接件、紧固件的检查与维护，提高焊接质量；c.及时清除铁器。3）撕带防范措施a.及时维护损坏的胶带接头；b.控制大块物料及铁器进入系统；c.及时清理胶带与滚筒之间的杂物；d.做好纵向撕裂保护的维护、试验工作，严禁甩掉保护运行；e.及时更换损坏的滚筒、托辊；f.胶带机沿线安设的过桥要稳固，安装高度合适；g.及时调整胶带跑偏现象；h.及时给脱胶滚筒进行包胶；i.尽量避免重载停机。9.2堆煤事故9.2.1堆煤事故机理1）事故类型及危害事故类型：运输事故堆煤事故危害：损伤带面及滚筒，造成停机影响正常生产、严重时造成断带事故。2）堆煤事故原因a.转载点溜槽卡堵；b.给料机放煤不及时造成满仓堆煤；c.煤仓缩口卡堵；d.破碎机堵卡；e.皮带联锁、堆煤保护失效。3)事故发生的的主要场所 胶带机各转载点及煤仓1)加强员工培训，提高员工岗位责任心，严格遵守劳动纪律，加强煤仓上下的联系；2)做好堆煤、皮带联锁、破碎机堵卡保护的维护、试验工作，严禁甩掉保护运行；3)制作合适的溜槽及护煤装置；4)煤仓内不得长时间存放水煤泥；5)在运行中，岗位工要经常检查溜槽及煤仓情况，发现问题及时处理。9.3胶带机操作