煤矿安全风险评估分析报告

xxxx煤业有限责任企业二〇一七年度安全风险辨识评估报告xxxx煤业有限责任企业二〇一七年五月安全风险辨识评定人员名单序号部门职务姓名签字备注1综合部总经理2综合部党委书记3综合部总工程师4综合部安全副总经理5综合部生产副总经理6综合部机电副总经理7综合部经营副总经理8技术地测防治水部采掘副总师9经营部经营副总师10通风防灾部通风副总师11安全监察部安全副总师12技术地测防治水部地测副总师13生产调度部副部长（主持）14机电运输部副部长（主持）15生产调度部副部长16通风防灾部常务副部长17安全监察部常务副部长18安全监察部副部长19机电运输部副部长20技术地测防治水部副部长21综合部部长22经营部副部长23技术地测防治水部主办24综合部主办25采煤一队队长26采煤二队队长27掘进一队队长28掘进二队队长29掘进三队队长30掘进六队队长31机运队队长32通防队队长33综合队队长摘要依据《安全生产法》、《中共中央国务院相关推进安全生产领域改革发展意见》（中发〔〕32号）、《国务院安委会办公室相关实施遏制重特大事故工作指南构建双重预防机制意见》（安委办〔〕11号），《国家煤矿安全监察局相关印发<煤矿安全生产标准化考评定级措施（试行）>和<煤矿安全生产标准化基础要求及评分措施（试行）>通知》（煤安监行管〔〕5号）等相关文件要求，依据我企业安全生产实际情况，总经理陈敬春同志组织各分管副总经理、各部门责任人、各基层单位队长及各专业工程技术人员，围绕人不安全行为、物不安全状态、环境不良原因和管理缺点等要素，结合矿井生产系统、设备设施、作业场所等部位和步骤，关键对矿井瓦斯、水、火、煤尘、顶板、机电运输和煤仓施工等进行了一次全方面、系统安全风险辨识评定，并对辨识出各类安全风险进行分类梳理，依据辨识情况编制完成了《XXX重大安全风险辨识评定汇报》，建立了可能引发重特大事故重大安全风险清单，并制订了对应管控方法，将辨识评定结果应用到本年度安全生产工作关键，完善本年度生产作业计划、灾难预防处理计划和生产安全事故应抢救援预案中。目录27401.矿井安全生产基本情况 -6-151631.1矿井概况 -6-30411.1.1地理交通位置 -7-233471.1.2地形地貌 -9-127041.1.3河流 -9-22081.1.4气象及地震情况 -10-159941.1.5矿区开发 -10-202961.2矿井自然安全条件 -11-74181.2.1地层 -11-117791.2.2构造 -19-238741.2.3煤层 -24-303071.2.4水文地质 -24-32181.2.5开采技术条件 -25-252831.3矿井主要生产系统 -27-75881.3.1开拓与开采 -27-239531.3.2通风系统 -28-44281.3.3瓦斯抽放系统 -28-30791.3.4运输系统 -29-186251.3.5供电系统 -31-327031.3.6排水系统 -34-305801.3.7安全避险“六大系统” -34-198991.4矿井安全管理 -37-62451.4.1安全管理机构设置及配备情况 -37-324741.4.2安全生产责任制和管理制度 -38-110901.4.3特种作业人员及其他从业人员培训情况 -39-114771.4.4应急救援体系 -41-246332.安全风险辨识评估概述 -42-307722.1安全风险辨识评估依据 -42-194542.1.1法律、法规、规章及规范性文件 -42-99492.1.2技术标准 -42-223302.1.3矿井相关资料 -43-307622.2安全风险辨识评估工作程序 -43-246942.2.1工作流程 -43-252602.2.2准备工作及划分安全风险辨识单元 -45-54812.3管控措施 -46-207402.4落实管控措施 -48-253263.矿井安全风险辨识分析 -49-241803.1矿井瓦斯安全风险分析 -49-65963.2矿井煤尘安全风险分析 -50-228123.3矿井火灾安全风险分析 -50-57353.4矿井水灾安全风险分析 -51-161283.5矿井顶板安全风险分析 -52-277663.6矿井机电运输安全风险分析 -52-215714.矿井安全风险评估及管控措施 -53-231714.1矿井瓦斯安全风险评估及管控措施 -54-92774.1.1安全风险评估 -54-126194.1.2管控措施 -57-31684.2矿井水害安全风险评估及管控措施 -65-290804.2.1安全风险评估 -65-99784.2.2管控措施 -66-159744.3矿井火灾安全风险评估及管控措施 -71-238983.3.1安全风险评估 -71-279074.3.2管控措施 -73-255804.4矿井煤尘安全风险评估及管控措施 -76-28704.4.1安全风险及评估 -76-143924.4.2管控措施 -77-132474.5矿井顶板安全风险评估及管控措施 -81-143254.5.1安全风险评估 -82-29824.5.2管控措施 -84-249674.6矿井机电运输安全风险评估及管控措施 -89-223264.6.1提升运输 -89-45174.6.2皮带运输 -91-193484.6.3机车运输 -96-284124.6.4机械与电气 -97-108384.7其它安全风险辨识评估及管控措施 -102-317464.7.1职业卫生安全风险辨识评估及管控措施 -102-241974.7.2危化物品安全风险辨识评估及管控措施 -112-185234.7.3雨季三防安全风险辨识评估及管控措施 -118-202004.7.4消防安全风险辨识评估及管控措施 -124-180524.7.5爆破安全风险辨识评估及管控措施 -129-306155.评估结论 -131-1.矿井安全生产基础情况1.1矿井概况XXX隶属于XXX。在叙永、古蔺两县交界部位，距叙永县城直距21Km距大纳公路5Km，行政计划隶属叙永县震东、三合和古蔺县乌龙乡、大寨乡。地理坐标：东经105°33′09″～105°36′52″，北纬28°04′21″～28°07′4″。井田东西长约8.9km，南北平均宽约3.0km。矿区范围由1～15号拐点圈定，面积3.57km2。开采标高+1100m～+840m，开采C17下、C19、C20、C24下煤层。于6月开工建设，建成投产。矿井设计生产能力210kt/a。现在，井田内共部署2条平硐，+850m主平硐，+1100m回风平硐，其中1条进风、1条回风。矿井采取平硐开拓方法，现开采水平为+980m水平，主采区为11采区，部署2个采煤工作面，3个掘进工作面。采煤工作面一个为截煤机掏槽炮采，另一个为爬底板采煤机高级普采，走向长壁后退式开采，自然垮落法管理顶板。矿井采取分列式通风方法、抽出式通风方法。主平硐进风，+1100m风井回风“一进一回”通风系统。+1100m风井安装两台相同型号FBCDZ-6-№20/2*132型风机，一台工作，一台备用，电机功率2×132kw，转速980r/min；风井关键通风机实现双回路供电，供电系统可靠。1.1.1地理交通位置1.地理位置：井田在叙永、古蔺两县交界部位，行政隶属叙永县震东、三合乡和古蔺县乌龙、大寨乡。地理坐标：东经105°33′09″～105°36′52″，北纬28°04′21″～28°07′49″。井田东西长约8.9km，南北平均宽约3.0km。矿区范围由1～15号拐点圈定，面积3.57km2。采矿证充许开采标高+840～+1100m，开采C17下、C19、C20、C24下煤层。2.交通：井田靠近321国道（川云东路）和大（方）纳（溪）公路，往南可达贵州、云南等省，往北直通泸州、隆昌等地，和长江航道和成渝铁路相连。隆（昌）黄（桶）铁路隆（昌）泸（州）段已建成通车，泸（洲）叙（永）段及隆（昌）纳（溪）高速公路建成，到时井田外部运输条件将大为改观。以井田南端震东煤厂为起点，往北25km至叙永县城、140km至泸州，往东36km可达古蔺县城，见图。1.1.2地形地貌井田在四川盆地和云贵高原过渡地带，地势北高南低，最高点在井田北赵家营，标高1437．67m，最低点为南端震东河谷，标高691m(井田最低侵蚀基准面)，相对高差200～300m，属低中山～高中山地形。井田地貌因地层岩性不一样而异，大致可分两类：飞仙关组至龙潭组地层出露区，山峦和沟谷相问，浑圆形山丘和鳍背状长梁山脊．纵横罗列有序，山间谷深，地形陡峻，为结构剥蚀地形；而茅口组、栖霞组、嘉陵江组碳酸盐岩地层出露区山问平坝内，活野平畴，炊烟袅袅，溶蚀洼地和溶蚀残丘点缀其间，石笋、石芽、溶洞、漏斗等历历在目，为经典岩溶地貌景观。1.1.3河流井田内多横向发育小溪沟，关键有桐子沟、癞子沟、赵子沟和小沟。平时溪沟涓涓细流，甚至断流，雨季溪流则潺潺有声，骤涨急落。通常总流量0.562m2／s。南端震东河为常年性山区壮年期河，起源于乌龙乡．沿途接纳溪沟、泉水补给，自东向西蜿蜒迳流，观察流量0.402～37.78m2／s，通常2.45m2/s，访问最大洪水洪峰流量为795．55m2／s，在震东乡周围流出井田外，属长江支流永宁河水系。1.1.4气象及地震情况本区在四川盆地南缘，温暖潮湿，属亚热带气候，冬春季多阴雨和雾，有短期积雪和霜冻，夏季炎热，时有暴雨，年降雨量1000～1300mm，5～8月为雨季，降雨量约占整年50%。1995年降雨量1163．1mm。最高气温为40．7℃，最低-2.8℃，年平均气温17．73℃，相对平均湿度79％，绝对平均湿度1.73KPa，平均气压95.2KPa。风向多南西风，最大风速达17m／s。本区属雷波马边地震带波及区，曾发生过数次震级2．5～5．5级地震，最大烈度6度。据四川省地震局编制《四川地震目录》和《川南国土计划》危险区划图，叙永及邻区属相对稳定地域。1.1.5矿区开发井田内小煤窑开采历史悠久，始于明清时代，但因为交通闭塞，运输困难，销路不畅，故规模甚小，所产煤多为当地民用。冬天农闲挖煤，农忙停采，巷道垮塌堵塞后，翌年又另开新井，属季节性小窑。开采中普遍存在采肥丢瘦，滥采乱挖现象，安全条件很差。1.2矿井自然安全条件1.2.1地层井田出露地层最老是志留系中统韩家店组，最新为三叠系上统须家河组和第四系全新统，其中缺失志留系上统及泥盆、石炭系，见插表。现将各地层由新到老分述以下：1.第四系（Q）关键由坡积、残积和冲积物等组成，多分布在坡麓、低洼地、沟谷及河床边滩部位。成份为杂色粘土、亚粘土、沙粒、砾石等。厚0～30m。2.三叠系（Ｔ）（1）上统须家河组（Ｔ3xj）为一套内陆湖泊沼泽相含煤碎屑沉积，岩性关键是黄灰色厚层状中～细粒长石石英砂岩，夹深灰色泥岩及砂质泥岩，含云母碎片及铁质结核，底部夹炭质泥岩及薄煤层。平均厚290.33m。区域地层表插表界系统组代号厚度接触关系新生界第四系全新统Qh0-13…假整合…—不整合—更新统统Qp0-46中生界白垩系上统夹关组K2j200-588侏罗系上统蓬莱镇组J3p155-583中统遂宁组J2SN204-463沙溪庙组上亚组J2S2380-940下亚组J2s1129-285下统自流井组J1-2z202-332三叠系上统须家河组T3xj250-680中统雷口坡组T2l0-301下统嘉陵江组T1j109-583飞仙关组T1f341-713古生界二叠系上统长兴组P2c5-56龙潭组P2l60-130下统茅口组P1m186-391栖霞组P1q67-129梁山组P2l0-13志留系中统回星哨组S2hw0-134韩家店组S2h300-449下统石牛栏组S1s260-553龙马溪组S1l220-293奥陶系上统观音桥组O3g07五峰组O3w4.5-13临湘组O3l0-1中统宝塔组O2b34-61十字铺组O2s7-9下统牯牛潭组O1g33-40湄潭组O1m194-360红花园组O1h6-21桐梓组O1t44-86寒武系中、上统娄山关组∈2-3ls357-408中统高台组∈2g55（2）中统雷口坡组（T2l）为一套泻湖～浅海相咸化海相碳酸盐岩沉积，顶部曾遭受过剥蚀。依据岩性组合特征可分为三段：①第三段（T2l3）上部深灰色厚层状石灰岩；中部黄灰色中厚层状泥灰岩；下部深灰色薄层状石灰岩、黑色泥岩、夹薄层状泥灰岩。平均厚82m。②第二段（T2l2）上部灰、浅黄色薄至厚层状灰质白云岩，夹深灰色中厚层状泥质灰岩，生物碎屑灰岩或泥岩；中部深灰色中厚层状泥质灰岩、生物碎屑灰岩，夹黄灰色中厚层状灰质白云岩；下部为杂色中厚层状泥质白云岩。底部为浅绿色中厚层状白云质泥岩。平均厚92m。③第一段（T1l1）灰、浅红色薄～厚层状灰质白云岩，下部夹黑色泥岩和盐溶角砾岩，底部0.5m灰绿色水云母含钾粘土岩，具腊状光泽，俗称“绿豆岩”。平均厚20m。（3）下统嘉陵江组（T1j）为一套浅海～泻湖相碳酸盐沉积。依据岩性组合特征可分为四段：①第四段（T1j4）上部灰、黄灰色灰质白云岩，夹泥质、钙质白云岩、白云质泥岩、泥质灰岩、灰岩等，风化手呈刀砍状沟痕：下部灰、灰绿、灰黄色厚层状泥质白云岩，底部有约13m紫、灰黄色白云质盐溶角砾岩。平均厚91m。②第三段（T1j3）第二亚段（T1j3-2）灰、深灰色中至厚层状灰岩、白云岩、白云质灰岩、泥灰岩，下部夹深灰色生物碎屑灰岩。平均厚130m。第一亚段（T1j3-1）深灰色中至厚层状灰岩、白云质灰岩、白云岩及灰质白云岩、钙质泥岩及角砾岩。顶部为褐黄、紫红色含泥白云质灰岩，底部为棕灰、紫红色盐溶角砾岩，特微显著。平均厚70m。③第二段（T1j2）灰、黄灰、黄绿色薄至中厚层状钙质泥岩、白云质泥岩及泥质粉砂岩。平均厚15m。④第一段（T1j1）第二亚段（T1j1-2）灰、深灰色薄至中厚层状泥灰岩、石灰岩及碎屑灰岩，顶部为灰色鲕粒灰岩。镜下判定为灰、深灰色粉晶灰岩夹灰色白云质灰岩。平均厚177m。第一亚段（T1j11-1）上部绿灰色、紫灰色钙质泥岩、砂质泥岩；下部灰绿色、灰色灰岩、泥灰岩夹碎屑灰岩。镜下判定全亚段为浅绿、绿灰色、紫灰色泥质灰岩、泥灰岩。平均厚44m。（4）下统飞仙关组为一套由浅海——滨海相碳酸盐岩沉积（下部）变为碎屑岩沉积（中、上部）。依据岩性组合特征，可分四段：①第四段（T1j4）紫、紫灰色中厚层状泥质粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、夹薄层紫色钙质粉砂岩及灰色泥灰岩，具水平互层层理及波状层理。底部为灰绿色泥灰岩，风化后呈浅黄色钙质泥岩，厚5.0m左右。镜下判定为粉砂含钙水云母泥岩。平均厚49m。②第三段（T1f3）浅灰、紫灰、紫色中厚层状砂质泥岩、泥质粉砂岩、夹灰、绿灰色泥灰岩条带，条带间隔0.01～0.1m。平均厚97m。③第二段（T1f2）上部紫、紫红色中厚层状泥质粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、夹薄层灰绿色泥灰岩或灰色灰岩条带，厚0.1～0.5m；下部紫、紫红色泥质粉砂岩、砂质泥岩、钙质泥岩、夹灰色、灰绿色泥灰岩或钙质泥岩条带，厚0.1～0.5m。以水平互层、波状层理和交错层理为主，局部具变形层理。平均厚162m。④第一段（T1f1）第二亚段（T1f1-2）灰、灰绿色中厚至状状灰岩、泥灰岩，夹紫色薄至厚层状泥质粉砂岩、粉砂岩及生物碎屑灰岩，顶部浅灰色亮晶鲕粒灰岩，厚1.93～10.037m,底部绿灰色泥夹岩，厚1.45～12.47m。平均厚57.39m。第一亚段（T1f1-1）紫、紫灰、绿灰色中至厚层状砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩、泥灰岩，局部夹灰岩；底部4.83～11.50m灰色灰岩。平均平均厚54.86m。（3）二叠系（P）①上统长兴组（P2c）上部为深灰色中厚层状至块状含生物碎屑灰岩。镜下判定为泥晶灰岩。距顶界13.41m有一层深灰色砂质泥岩，含黄铁矿晶粒，局部见植物碎片化石和动物化石，平均厚1.17m，中下部为深灰色中厚至厚层状石灰岩及生物碎屑灰岩。平均平均厚45.32m。②上统龙潭组（P2l）为海陆交相互含煤沉积，共含煤5～17层，其中大部可采和局部可采5层，均属薄煤层。岩性关键为灰、深灰、灰黑色泥岩、粘土岩、砂质泥岩、粉砂岩、砂岩、炭质泥岩和煤层，今丰富植物化石和动物化石。顶部夹1～2层薄层状泥灰岩，底部局部有风化残积角砾岩。菱铁矿以结核状、似层状和鲕状产出，多分布于含煤地层中部。黄铁矿关键分布在C12煤层以上和C20煤层以下。上部硫铁矿以星散状、球状产出；下部则以星散状、球状、结构状、树枝状、脉状、浸染状等多个形式产出。C25煤层底板高岭石粘土岩中，黄铁矿富集成层，大部达成工业品位，形成硫铁矿层。平均厚92.60m。③下统茅口组（P1m）上部灰、深灰色中厚层状石灰岩，局部含燧石结核及条带。中下部深灰色泥晶灰岩、棕灰色厚层状细至粗晶灰岩，含沥青质。底部深灰色中厚层状钙质泥岩、泥灰岩。平均厚259.00m。④下统栖霞组（P1q）为浅海碳酸盐岩沉积。上部浅灰、深灰色中厚层状、块状石灰岩及生物碎屑灰岩，含少许燧石结核，质纯性硬、部分结晶好；中部灰、深灰、棕灰色厚层状石灰岩，含少许燧石及沥青质条带；下部灰色厚层状、块状石灰岩，夹灰黑、褐黄色薄层泥质粉砂岩，含较多燧石结核和少许沥青质。平均厚121.00m.⑤下统梁山组（P1l）为海陆交相互含煤沉积，岩性为灰、深灰、灰黑色泥岩、粘土岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩夹团块状黄铁矿，局部夹煤线及炭质泥岩，含植物根、茎化石，厚度改变较大。平均厚5.00m。（4）志留系（S）中统韩家店组（S2h）岩性为灰、深灰、绿灰、褐黄色薄至中厚层状泥岩、砂质泥岩、钙质泥岩，夹粉砂岩、泥灰岩，含铁质及白云质，产笔石类化石。该组地层因遭受剥蚀而厚度各地有异，厚度不详。1.2.2结构井田在落叶坝背斜和柏杨坪向斜之间，洛窝背斜东翼，呈单斜结构，因受诸结构影响，由南往北地层产状循逆时针方向，走向50°～320°、倾向43°～4°逐步改变。井田内褶曲不发育，断裂稀少。1.褶曲（1）落叶坝背斜亦称柏杨林——大寨背斜。轴向近东西，轴线长约31km，核部地层为志留系，两翼为二叠系、三叠系，属开阔型背斜，中部受洛窝背斜横跨影响，轴线中止而分为东西两段。东段多在井田范围内，轴线经牛角湾、赵家营、茶树、岩脚、花秋岭、打柴沟等地出井田外，以10°倾角倾没在T3xj以新地层中，轴线长约16km，轴向北东18°～20°。背斜北西翼地层倾角4°～20°，南东翼6°～20°，两翼基础对称。（2）柏杨坪向斜西起盐井坝，向东经老林头过柏杨坪后形迹渐匿，轴向近东西，西段向南突出成弧形，轴线长约23km，在震东附件被洛窝背斜横跨扬起，和西面大安山向斜相对应，向斜轴部地层为侏罗系，两翼为三叠系、二叠系，地层倾角17°～45°。本井田在向斜北翼。（3）洛窝背斜亦称梯子岩背斜。南起风岩沟，往北经双井、震东，止于中寨以北，轴线长约22km，轴向近南北。东翼地层倾角较缓（20°～30°），西翼较陡（58°）。核部地层为志留系，两翼为二叠系、三叠系。该背斜虽横跨落叶坝背斜、柏杨坪向斜之上，但影响宽度不大，属紧闭型背斜。（4）李子沟褶曲组由S13（背斜）、S12（向斜）组成，背斜居北，向斜在南，两轴线平行排列相距约100m。褶皱地层为T1j4～T2l1+2,迹象显著、波幅不大。S13轴线长650m,轴向近东西，北翼地层倾角16°～20°，南翼19°～27°；S12轴线长600m，轴向近东西，南翼地层倾角13°～27°，北翼12°～27°，均为对称型褶曲。（5）龙洞弯褶曲组褶曲组分布在龙洞弯，大园地之间，由S7（向斜）、S6（背斜）组成，向斜在北，北斜居南。发育在T1j4～T2l1+2地层中，两轴线平行排列相距仅20m。轴线走向北东30°，长约550m，背斜南东翼地层倾角26°，北西翼37°，向斜南东翼53°，北西翼53°。总而言之，落叶坝背斜和井田关系亲密，洛窝背斜和柏杨坪向斜，在井田范围之外，李子沟、龙洞湾褶曲组，发生在新地层中表层褶皱，它们对本井田均无大影响。2.断层经过地质填图和钻探工程，查明本井田有断层19条，其中地表断层16条，占84%，隐伏断层3条，占16%；正断层8条，占42%，逆断层11条，占58%；落差≥20cm有8条，占42%，落差10～19m3条，占16%，落差小于10m8条，占42%；切割煤层有3条，占16%。现择要科简述于后：（1）F13正断层东起岩岩上T1j4地层中，向西经金竹坝、踩山包、马颈子、牌方湾子消失于癞子沟T1j3地层中，走向长3100m。断层走向80°，倾向350°，倾角56°～61°，地表切割T1j3-2～T1f3，迹象清楚，见断层破碎带，地层界线不连续。9-21号孔在井深472.34m见此断层，断层破碎带0.71m，由大小不等（0.5～10cm）角砾岩组成，角砾表面发育纤维状方解石脉和阶步，缺失P2l地层真厚36.40m，煤层不连续，落差45m。（2）F16逆断层南起庙坪P1m地层中，向北以青杠林包包、大山梁子、槽子湾，在新房子延伸出井田外。井田内断层长约3km，断层走向340°～350°，倾向70°～80°，倾角45°～50°。断层迹象显著，在青杠林包包见P1m/P1q界线不连续，错开平距70余米。在坳口周围，大山梁子、槽子湾等地则见上盘P1q灰岩覆于下盘P1m灰岩之上。断层破碎带宽0.5～1.50m。反复地层真厚30～70m，断层落差50～100m，断层面呈舒缓波状。（3）F42正断层东起茶树T1j1-2地层中，经刺秋湾、牛困塘、石包岭消失于癞子沟T1f4地层中，长1.50km，走向近东西，倾向355°，倾角59°左右。断层地表迹象清楚，在牛困塘见T1j1-1/T1f4地层界线不连续，断层破碎带宽2.0m.9-21号孔在井深145.69m遇该断层，断层破碎带0.59m，见断层角砾岩、方解石、阶步等，缺失T1f3～T1f4地层真厚20m，落差25m，上盘岩层倾角6°，下盘10°。（4）F45正断层在桐子沟、小老林、熊岭上一带，长900m，断层走向330°～320°，倾向60°～50°，倾角70°左右。在桐子沟见T1f3/T1f2界线不连续，错位平面距离25m，缺失地层真厚5～8m，落差5～10m。该断层由地表到深部落差逐步减小，图解在含煤地层中落差约5m，切割煤层。（5）F2隐伏正断层9-20号孔在井深316.00m见该断层，岩芯破碎，见擦痕及方解石脉，缺失P2l地层真厚约3m，对煤层有破坏作用。1.2.3煤层井田煤层关键分布于含煤层上部和下部，含煤5～17层，可对比10层，其中大部可采及局部可采5层，均属薄煤层。煤层总厚度4.81m，可采煤层有益厚度3.24m；含煤系数5.2%,可采含煤系数3.5%。井田内可采煤层编号由上而下为C17下、C19、C20、C24下煤层。1.2.4水文地质井田在古蔺复背斜北翼西段，区域分水岭北侧次一级水文地质单元—震东河和大树河河间地块上，以大山（标高1362.6m）、黄二地（标高1320）、飘水岩（标高1395.8m）熊岭（标高1314.2m）、杉坡（标高1184.8m）一组为该单元分水岭。地表、地下水分别向南东、北西方向泄入震东河和大树河。本井田处于该单元分水岭东南侧，地势北高南低，为一单斜自流水斜地，地形以赵家营为最高，震东河为最低，相对高差约747m。井田内地表水系以横向溪沟为主，切割猛烈，大多形成险峻“V”型谷，分别起源于飞仙关组连珠状浑圆山丘或须家河组长梁山地，绝大部分向T1j灰岩岩溶洼地汇流，注入发育暗河水系中。震东河为较大常年性山区河流，起源于乌龙沟211、152号泉，自东向西流过井田南端，为沈家山、灯盏坪井田分界河，在震东周围横穿洛窝背斜，干骡子田进入地下转为伏流。据1990年4月至1991年7月，在团山堡设站观察流量0.402～36.46m³/s，通常2.45m³/s，动态改变大，通常洪水位标高706.94～677.44m，历史最高洪水位标高712.84m。据详、普查时估算，其最大洪水流量995.55m³/s。1.2.5开采技术条件1.瓦斯：依据3月煤炭科学研究总院重庆研究院提供《XXXC19、C20、C24下、C25号煤层瓦斯突出参数测定及突出危险性》，XXXC19号煤层含有突出危险性，矿井于从高瓦斯矿井升级为煤和瓦斯突出矿井。自～XXX每十二个月全部进行了瓦斯等级判定，判定结果为突出矿井。2.煤层自燃及煤尘爆炸危险性：矿井1月由煤炭科学研究总院重庆研究院对矿井所采C19、C20、C24下煤层进行了自燃倾向性及煤尘爆炸性判定，经判定各煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层，各煤层无煤尘爆炸性威胁。3.煤层顶、底板岩性：（1）C19煤层顶板为灰、深灰色泥岩、砂质泥岩、粘土岩、砂岩、粉砂岩，含植物化石及菱铁矿结核；底板为浅灰、灰、深灰色泥岩、砂质泥岩、粘土岩、粗砂岩、粉砂岩，含植物化石及菱铁矿结核。C19煤层上距长兴组灰岩平均61.63m，下距茅口组灰岩平均30.97m。顶、底岩性属于中等稳定。（2）C20煤层顶板为浅灰、灰、深灰色泥岩、砂质泥岩、粘土岩、粗砂岩、粉砂岩，含植物化石及菱铁矿结核；底板为浅灰、深灰色粘土岩、砂质泥岩、泥岩、粉砂岩及细砂岩，含植物化石、黄铁矿、菱铁矿结核；灰、深灰色砂质泥岩、粉砂岩，含植物化石及星散状黄铁矿。C20煤层上距长兴组灰岩平均67.93m，下距茅口组灰岩平均24.67m。顶、底岩性属于中等稳定。（3）C24下煤层顶板为浅灰、深灰色粘土岩、砂质泥岩、泥岩、粉砂岩及细砂岩，含植物化石、黃铁矿、菱铁矿结核，灰、深灰色砂质泥岩、粉砂岩，含植物化石及星散状黄铁矿；底板灰、深灰色砂质泥岩、泥岩、细砂岩及粉砂岩，富含黄铁矿结核及团块、含植物化石。C24下煤层上距长兴组灰岩平均81.39m，下距茅口组灰岩平均11.32m。顶、底岩性属于中等稳定。（4）地温、冲击地压：矿井属地温正常区，亦未发生过冲击地压现象。1.3矿井关键生产系统1.3.1开拓和开采矿井采取平硐开拓方法，部署+850m主平硐，+1100m回风平硐，其中1条进风、1条回风。矿井现开采水平为+980m水平，主采区为11采区，部署2个采煤工作面，3个掘进工作面，主采C19煤层、C20煤层、C24下煤层。采煤工作面采取走向长壁后退式开采，其中一个为截煤机掏槽炮采，另一个为爬底板采煤机高级普采，自然垮落法处理采空区，选择单体支柱配铰接顶梁支撑顶板，爆破或电牵引采煤机采煤机落煤，刮板运输机、胶带输送机出煤。煤巷采取钻眼爆破落煤（岩），刮板输送机、胶带输送机配合矿车出煤（岩）。岩巷采取钻眼爆破方法落岩，耙矸机配合矿车出矸。1.3.2通风系统矿井采取分列式通风方法、抽出式通风方法。设有一个进风井（+850m主平硐）和一个回风井（+1100m回风平硐）。回风井安装了两台FBCDZ-6-№.20型防爆对旋轴流式关键通风机(配套电机功率2×132kW)，通风机一台工作，一台备用。关键通风机由双回路供电，通风机房内各类安全设施齐全，矿井风机采取反转进行反风，反风装置齐全，矿井现生产采区为+980m水平11采区，各生产区域实现了分区通风，各工作面实现独立通风。新鲜风流由+850m主平硐入井，经水平大巷、采区石门进入各采区上山，再经区段石门进入回采工作面，回风流经区段回风石门进入采区回风上山，经过回风大巷经回风平硐排出地表。1.3.3瓦斯抽放系统矿井于2月委托四川省川煤矿山勘测设计有限责任企业设计研究院编制了《四川省威远煤矿叙永二井瓦斯抽采初步设计》，6月完成地面永久瓦斯抽放系统建设，并于11月完工验收投入使用，泵站内安装有2台2BE1-303-0型水环式真空泵（一备一用）;矿井抽放泵站有值班人员24h值班，井下在各大巷、回采工作面低洼段均安设有放水箱，由通防队瓦检员进行放水作业，在每个抽采钻孔接抽管上留设有钻孔抽采负压和瓦斯浓度观察孔，由通防队安排专员进行检测。1.3.4运输系统1.矿井关键运输方法：+850m水平和+980m水平运输大巷均使用CTY5T-600/96V或CTY8T-600/140V蓄电池机车作为运输设备、材料、矸石、人员等辅助运输；矸石采取MGC1.1-6型1t固定式矿车；在地面设置1t电动翻车机；人员运输采取PRC12-6/3型平巷人车；设备和材料运输采取平板车和材料车。关键+850运输大巷铺设30kg/m轨道，其它铺设22kg/m轨道，轨距600mm。在+980m水平和地面设置充电房，采取集中充电。2.关键大巷带式输送机运输：+980m运输大巷采取机轨合一，一侧部署落地固定式带式输送机运输煤炭，一侧铺设轨道。+980m运输大巷安装1台DTL80/40/2×55型胶带输送机运输全矿井煤炭，配置2台三相异步电动机（4×55kW，0.66kV），带式输送机参数：Q=350t/h、L=760m、B=800mm、V=2.0m/s；11采区运输上山安装1台DTL100/80/22型落地固定式带式输送机，配置1台隔爆电动机（22kW，660V），带式输送机参数：Q=400t/h、L=150m、B=800mm、V=2.0m/s；3.井下原煤运输：工作面(SGB620/40T型刮板输送机)→机巷(SGB620/40T型刮板输送机)→机巷(DSJ80/2×55型可伸缩胶带输送机)→采区煤仓→11采区运输上山（DTL100/80/22型落地固定式带式输送机）→+980m运输大巷(DTL80/40/2×55型胶带输送机)→+980m水平煤仓→11采区集中运输上山（DTL80/40/2×55型胶带输送机）→+850m水平主煤仓→+850m主平硐（CTY5T-600/96V或CTY8T-600/140V蓄电池电机车牵引MGC1.1—6型固定车箱式矿车）→地面。4.材料、设备运输：地面→+850m主平硐→+980集中轨道上山下车场（CTY5T-600/96V型蓄电池机车）→+980m集中轨道上山（JTPB-1.6×1.2/24型绞车）→+980m水平运输大巷→11采区轨道上山（JTPB-1.2×1.2/24型绞车）→各区段轨道石门→机巷或风巷（JD1.0绞车）→工作面。5.井下掘进煤矸运输：掘进碛头（人工攉煤矸）→（SGB620/40T型刮板输送机）矿车装煤岩→平巷运输（CTY2.5T-600/48V型蓄电池机车牵引1t固定式矿车）→各区段石门→采区斜坡（JTPB-1.2×1.2/24型绞车）→+980m水平车场→+980m水平运输大巷（CTY5T-600/96V蓄电池机车）→+980m集中轨道上山（JTPB-1.6×1.2/24型绞车）→+850m水平车场→+850m主平硐（CTY5T-600/96V或CTY8T-600/140V蓄电池电机车牵引MGC1.1—6型固定车箱式矿车）→地面。6.绞车提升运输：+980m集中轨道上山采取JTPB-1.6×1.2/24型绞车（配套电机110kW、钢丝绳6×19-φ24.5）、11采区轨道上山采取JTPB-1.2×1.2/24型绞车（配套电机75kW、钢丝绳6×19-φ21.5）、JD-1、1.6、2.5型调度绞车等作辅助提升运输，各提升斜巷“一坡三挡”设施齐全。7.入井人员运输：+850m主平硐运输大巷采取PRC12-6/3型平巷人车运输人员，矿井在+850m水平集中人行上山安装一套RJY30-25/400型架空乘人装置，运输矿井上下井工作人员。架空乘人装置驱动轮直径和尾轮直径Φ1.2m；运行速度1.0m/s；钢丝绳直径d=21.5㎜；架空乘人器配用电动机（30kW，U=660V，n=980r/min）。架空乘人装置设有自动化控制系统，有机头、机尾越位保护，过速飞车保护，重锤下限位保护，全巷道突发事件紧急停车保护，防掉绳保护，吊椅防过摆保护等。1.3.5供电系统1.供电电源：矿采取双回路双电源供电，两回路电源均取自西湖110/35/10kV变电站不一样母线段上，从该站以LGJ-70型架空线接入本矿井变电所，单回路线路长10km。两回电源采取分列运行方法，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路能担负矿井全部用电负荷。矿井两回路电源线路上未分接任何负荷，未装设负荷定量器等多种限电断电装置。XXX地面35/10kV变电所设于主平硐工业广场内，变压器容量为5000kva，将35kV电压降为10kV，两回路同时工作，担负全矿井供配电任务。2.供电负荷分布。地面分布：地面变电所、瓦斯抽放泵房配电室、风井10kV变电所。井下分布：+980m中央变电所供电、11采区变电所和11区一、三区段临时配电点。3.电气“三大保护”：井下变压器为中性点不接地系统，井下电气设备保护接地。电压在36V以上和因为绝缘损坏可能带有危险电压电气设备金属外壳、构架，铠装电缆钢带（或钢丝）、铅皮或屏蔽护套等设有保护接地；在+980m中央变电所和11采区变电所外水沟内各设2组主接地极，各机电硐室、配电点等均分别设置局部接地极，经过镀锌扁钢或接地芯线等和电气设备金属外壳或金属构架等相互连接组成完整接地网，接地网上任一保护接地点接地电阻值未超出2Ω；每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间保护接地用电缆芯线和接地连接导线电阻值，未超出1Ω。井下高压配电装置设有漏电保护和漏电闭锁功效，变压器馈出线上装设选择性漏电保护功效真空馈电开关，照明及信号采取装设有漏电保护装置综合保护装置配电，以防漏电火花引发瓦斯爆炸事故，高、低压供配电设备设过流保护装置。4.双风机、双电源：掘进工作面局部通风机配置“双风机、双电源”，掘进工作面局部通风机主电源为专用变压器、专用开关和专用电缆供电，备用电源由动力变压器供给；安装QBZ-4×120（80）F矿用隔爆型双电源双局扇四回路真空电磁起动器控制，开关含有双电源、双风机自动切换闭锁功效，保持局部通风机连续运转、均衡供风、风流稳定。5.三专两闭锁：掘进工作面局部通风机主电源为专用变压器、专用开关和专用电缆供电，且采取装设有选择性漏电保护装置供电线路供电，并实施风电闭锁和甲烷电闭锁。采煤工作面电气设备实施甲烷电闭锁。6.井下照明：井下各运输大巷车场、变电所、机电硐室、行人斜井等均设固定照明，照明电压为127V，选择矿用隔爆照明综合保护装置，照明灯具选择DGS型矿用隔爆节能灯。1.3.6排水系统矿井采取平硐开拓，上山开采，矿井主平硐标高+850m，现矿井作业区域为+980m水平，属于上山开采。矿井正常涌水量1649m³/d，最大涌水量3981m³/d。井下大巷和主平硐设有向井口倾斜3～5‰水沟，水沟大小为500×500mm，矿井涌水经过水沟自流出井口。1.3.7安全避险“六大系统”1.监测监控系统：矿井现用监测监控系统型号为KJ90NB煤矿安全监控系统，生产厂家是重庆煤炭科学研究院。矿井根据《煤矿安全规程》和AQ1209-标准安装了对应传感器。在抽采管路上安装了流量、瓦斯、负压、温度等传感器，在总回风巷中安装了温度传感器、瓦斯传感器、一氧化碳传感器、风门传感器、负压传感器、风速传感器及关键通风机开停传感器，井下采掘工作面、煤仓上口、变电所安装了温度、瓦斯等传感器，矿井根据《煤矿安全规程》和AQ1029-标准对设备建立了对应台账，有检修、调试统计等。2.压风自救系统：矿井建成了完善压风自救系统，地面+850m主平硐周围安设2台压风机，一台型号为：J-110AG型，额定排气量：20.0m³/min,电机功率：110kW,额定最大排气压力：0.8MPa，一台型号为：MLG-15/8G，额定排气量：15.0m³/min,电机功率：90kW,额定最大排气压力：0.8MPa，出口管径：DN65。主管为DN133×5热轧无缝钢管，总长度2988m，到+980m水平11采区变电所周围和井下压风机硐室汇合。在+980m水平井下压风机硐室内安设2台压风机，型号为：MLG-12/8G，额定排气量：12.0m³/min,电机功率：75kW,额定最大排气压力：0.8MPa，出口管径：DN65。出气主管为DN159×4.5热轧无缝钢管，在大巷内和DN133×5热轧无缝钢管汇合后经过DN200×5热轧无缝钢管，总长度600m，支管为热轧无缝钢管，直径φ50mm。。井下压风自救系统依据《煤矿安全规程》、《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基础规范（试行）》进行设计。现在系统完善，覆盖井下全部采掘施工地点及硐室、紧急避险设施等地点，压风自救风量、压力符合要求要求。3.供水施救系统：矿井供水施救系统利用原有防尘供水管路，防尘供水管路系统齐全，在风井地面修建400m³水池，由该高位水池静压向井下各用水点供水。井下主干管采取DN108×4.5mm热轧钢管，支线管路采取DN57×4.5mm热轧钢管，由+1100m回风平硐进入井下，沿运输上山、运煤上山、轨道上山向各采煤工作面和其它各用水点提供用水，输送量满足井下安全生产要求。4.通信联络系统：为了保持井下和地面指挥系统、安全救援立即、快捷、便利通讯联络，矿井安装有JSQ-256型调度通信系统，在井下采煤工作面上下出口，各掘进工作面、架空乘人器、轨道上山绞车房及车场、爆炸材料发放硐室、带式输送机机头等处设生产调度电话，地面矿井变电所、主通风机房、生产管理部门、压风机房、安全监察部门、矿山救护队和矿长办公室等处设有生产调度电话。5.人员定位系统：矿井安装有KJ69J型矿用人员位置监测系统，安装有各类配套设施，其中人员定位分站6台，读卡器35台，人员定位识别卡530余张，并配置专业管理维护人员4人，确保了系统正常运行，全部入井人员全部在矿灯电缆上安装了人员定位识别卡，能够实时掌握井下各个区域人员动态分布及改变情况，并能实时跟踪定位、移动目标监测查询及考勤等需要。6.紧急避险系统：矿井紧急避险系统于4月开始建设，经四川省煤矿山勘测设计有限责任企业设计研究院进行井下紧急避险系统初步设计，7月1日该工程已全方面完工并投入使用。紧急避险系统关键由防爆密闭门系统、气幕洗气系统、供水、排气、排水系统、空气净化系统、供电照明系统、压风供氧系统、压缩氧气供氧系统、监测监控系统、通讯系统、个体防护系统及辅助设施组成，并制订和完善设备定时检验、校准、系统功效测试、设备故障处理、硐室维护、过期食品和药品更换、培训和应急演练、操作规程、安全仪表计量检验、技术资料管理等制度。该系统能提升煤矿应抢救援能力和灾坏处理能力，全方面提升矿山安全保障能力，当矿井发生灾难时，在无外界支持情况下，避险人员96小时内生命安全能得到基础保障，从而为地面救援赢取更多时间。1.4矿井安全管理1.4.1安全管理机构设置及配置情况企业成立了以总经理任主任，其它副总经理为副主任，副总工程师、部门责任人及各队队长、支部书记为组员安全委员会《XXX相关调整安全生产委员会组员通知》（XXX[]47号）。矿设置了专职安监部门安全监察部《XXX相关机构设置及职能划分》通知（XXX[]14号）、《XXX相关韩剑等同志职任免》通知（XXX[]17号），配置了1名安全副总工程师，3名安全副部长，设有安全小分队，配置有4名队员。企业建立了以总工程师为首技术管理体系，配置了分管技术、通风、安全、地测副总工程师，设置了安全监察部、调度指挥中心、机电运输部、通风防灾部、技术地测防治水部、综合部、经营部，设置了采煤队（一、二队）、掘进队（一、二、三、六队）、机运队、综合队、通防队等九个连队。1.4.2安全生产责任制和管理制度矿井坚持“安全第一，预防为主，综合治理”方针和管理、装备、培训“三并重”标准，突出治理关键，强化职员素质教育，狠抓安全生产标准化建设，严格现场管理，严格检验、考评，有一套完整安全生产责任制、管理制度和工种操作规程。1.建立健全了各级各类人员和单位、部门安全生产责任制相关键责任人、各分管责任人、各职能部门及管理人员、各岗位人员安全生产责任制160余项。2.建立健全了各项安全生产管理制度有企业党政同责、一岗双责制度，齐抓共管制度、职员岗位自主保安制度、安全生产奖惩制度、领导入井带班制度、安全办公会议制度、三违帮教制度、安全目标管理制度、安全投入保障制度、安全生产标准化管理制度、安全生产教育和培训制度、安全隐患排查整改制度、安全监督检验制度、安全生产技术制度、资料档案归档、保管、借阅、保密、登记及销毁制度、矿用器材设备使用管理制度、关键灾难预防制度、事故应抢救援制度、入井人员管理制度、安全举报制度、安全操作管理制度、民爆物品管理制度、要害场所管理、生产安全事故管理措施、各采掘头面《作业规程》、各岗位操作规程、应抢救援预案等90余种专题管理制度。3.建立和制订了各工种操作规程关键包含通风机司机、爆破工、支架工、电钳工、瓦斯检验工、维修工、各类绞车司机、运输机司机、水泵司机、采煤机司机、掘进机司机等工种操作规程90余种。建立健全安全规章制度是基础，严格实施安全规章制度是关键。为此，矿井采取了一系列确保方法：坚持领导审阅瓦斯日报，坚持对通风、瓦斯监控系统仪器、仪表按要求校验。1.4.3特种作业人员及其它从业人员培训情况1.特种作业人员培训情况全矿10项特殊工种持证人员为186人.次。其中：采煤机司机22人，防突作业工6人，机车司机35人，监测监控工5人，井下爆破工34人，井下电钳工25人，探放水工4人，瓦斯检验工29人，安全检验工15人，主提升机司机35人。上述特殊工种人员均按要求进行了初训、复训并经过考评达标，均取得了特殊工种操作证。2.其它从业人员培训情况总经理、总工程师、党委书记和生产、安全、机电副总经理6人及通风防灾部2人，参与了《煤矿防治煤和瓦斯突出专题知识培训》考评合格，取得对应合格证书；机关生产部门、井下单位队长书记及技术员50余人，参与了企业组织《煤矿防治煤和瓦斯突出专题知识培训》培训，并考评合格。矿井除关键责任人、安全生产管理人员、特殊工种人员以外其它从业人员30余人和基层单位副队长、班组长40余人，参与了《从业人员》和《班组长》安全知识培训，上述70余人经培训考评，均取得了安全培训中心颁发合格证书。新工人接收安全教育培训时间均不少于72h；调换工种和采取新工艺作业人员全部进行了重新培训。1.4.4应抢救援体系1.应抢救援预案矿井建立有应抢救援组织机构，制订了《XXX生产安全事故应抢救援预案》，包含水、火、瓦斯、煤尘、顶板等重特大事故应抢救援预案。2.救护组织芙蓉集团救护大队下设救护中队驻矿，现有指战员18余人，指挥员和战斗员均取得了《特种作业资格证书》，驻矿救护中队按要求配置有救护设备和器材，是本矿抢险救灾和应抢救援专职队伍。3.煤矿创伤抢救系统矿井毗邻叙永县矿山抢救医院及叙永县人民医院，该医院配置有急诊抢救室和病房，装备有必备抢救器材和抢救药品，完全保障了抢救工作有效实施。矿井每十二个月均对井下职员进行了自救和互救培训，确保井下职员全部能掌握自救、互救知识，提升井下职员自救、互救能力。2.安全风险辨识评定概述2.1安全风险辨识评定依据2.1.1法律、法规、规章及规范性文件1.《中国安全生产法》；2.《煤矿重大生产安全事故隐患判定标准》；3.《相关加强煤矿井下生产布局控制超强度生产意见》；4.《相关开展灾难严重煤矿生产能力核定工作通知》；5.《煤矿安全生产标准化考评定级措施（试行）》和《煤矿安全生产标准化基础要求及评分措施（试行）》；6.《煤矿安全规程》（）；7.《防治煤和瓦斯突出要求》；8.《煤矿防治水要求》；9.《煤矿瓦斯抽采达标暂行要求》等。2.1.2技术标准1.《煤炭工业矿井设计规范》；2.《矿井通风安全装备标准》；3.《煤矿井工开采通风技术条件》；4.《煤矿安全风险预控管理体系规范》；5.《矿井瓦斯等级判定规范》等。2.1.3矿井相关资料1.矿井隐蔽致灾普查汇报；2.矿井采掘抽接替计划；3.矿井灾难预防及处理计划；4.矿井生产安全事故应抢救援预案；5.矿井通风能力核定汇报等。2.2安全风险辨识评定工作程序2.2.1工作步骤依据《煤矿安全风险预控管理体系规范》要求，结合矿井安全生产实际，矿井安全风险辨识、评定、管控工作步骤分为：准备工作、安全风险辨识、安全风险评定、制订并实施管控方法、月或旬检验分析五个步骤，实现闭环管理模式，具体工作步骤以下图所表示：2.2.2准备工作及划分安全风险辨识单元1.准备工作成立矿井风险辨识评定领导小组并明确其工作职责，对风险辨识评定人员进行培训，搜集整理矿井自然安全条件和关键生产系统资料，结合矿井管理水平，制订XXX安全风险辨识评定工作方案和相关制度。2.安全风险辨识单元划分年度安全风险辨识评定由总经理负责，各分管副总经理具体负责，具体划分以下：（1）总工程师负责组织对矿井瓦斯、水、火及煤尘方面安全风险辨识和评定。（2）生产副总经理负责组织对矿井顶板方面安全风险辨识和评定。（3）机电副总经理负责组对矿井提升运输方面安全风险辨识和评定。（4）其它副总经理帮助总经理负责分管责任范围内安全风险辨识和评定。（5）各专业副总工程师和部门责任人帮助分管副总经理做好责任范围内安全风险辨识及评定。2.3管控方法1.管控方法。重大安全风险管控方法由总经理组织实施，有具体安全风险管控工作方案，人员、资金有保障；采取设计、替换、转移、隔离等技术、工程手段，制订重大安全风险管控方法；在划定重大安全风险区域设定作业人数上限。其它安全风险管控工程技术、管理、培训教育、个体防护及应急处理等方法，应含有可行性、安全性、可靠性。2.定时检验。总经理每个月组织对重大安全风险管控方法落实情况和管控效果进行一次检验分析，针对管控过程中出现问题调整完善管控方法，并结合年度和专题安全风险辨识评定结果，部署月度安全风险管控关键，明确责任分工。分管副总经理每旬组织对分管范围内月度安全风险管控关键实施情况进行一次检验分析，检验管控方法落实情况，完善改善管控方法。3.现场检验。根据《煤矿领导带班下井及安全监督检验要求》，严格实施领导带班制度，跟踪矿井年度及专题辨识出重大安全风险管控方法落实情况，发觉问题立即整改。4.公告警示。在井口或存在重大安全风险区域显著位置，公告存在重大安全风险、管控责任人和关键管控方法。5.教育培训。每十二个月由安全副总经理组织对井下作业人员（含管理人员）和地面关键岗位人员进行一次安全风险管控方法专题培训；每十二个月最少组织参与矿井安全风险辨识评定工作人员进行一次安全风险辨识评定技术知识培训。6.完善信息。经过对矿井各系统及生产区域、作业场点风险点排查，建立完善矿井风险点名称、所在位置、可能造成事故类型、风险等级、管控方法、管控责任人等基础信息。7.保留统计。矿井开展年度及专题安全风险辨识、评定、检验分析等工作，安全风险管理部门和相关业务部门均要明确专员，做好安全风险管控各类检验及会议统计。年度及专题辨识、评定、检验分析、月度安全风险管控关键等要形成专门会议纪要备查。2.4落实管控方法1.安全风险管理部门和相关业务部门应严格依据矿井年度及专题辨识安全风险，对照每一项安全风险管控方法，抓好矿井安全风险日常监督检验，确保安全风险管控方法实施、落实到位。2.企业领导（副总工程师）带班下井时，应严格跟踪安全风险管控方法落实情况，发觉问题立即督促整改。3.相关业务部门应突出管控关键，对重大危险源和存在重大安全风险生产系统、生产区域、岗位实施关键管控，有针对性地开展监督检验等日常管控工作。4.安全风险管理部门、相关业务部门和基层单位应按职责划分，高度关注生产情况和风险改变后情况，动态评定、调整风险等级和管控方法，适时分析风险改变，正确掌握实际存在风险情况等级，预防出现安全风险评级“终生制”，确保安全风险一直处于受控状态。5.安全风险管理部门要利用安全信息管理系统，实现对安全风险统计、跟踪、统计、分析、监测和预警等全过程信息化管理。6.加强安全风险管理信息共享和协调联动，安全风险管理部门和相关业务部门应将重大风险、较大风险区域相关信息及应急处理方法，立即通知受风险危害或威胁相邻作业区域单位、班组及岗位人员。3.矿井安全风险辨识分析结合XXX安全生产实际，关键对矿井水、火、瓦斯、煤尘、顶板及提升运输可能造成重特大事故危险源进行风险辨识。3.1矿井瓦斯安全风险分析矿井3月委托煤炭科学研究总院重庆研究院对各煤层进行了煤和瓦斯突出危险性判定，判定结果：C19煤层含有煤和瓦斯突出危险性；C20、C24下、C25煤层无煤和瓦斯突出危险性，由此，矿井升级为煤和瓦斯突出矿井。矿井瓦斯分布不均匀，浅部轻、深部重，南翼轻、北翼重，即使对北翼煤层采取了煤层顺层抽放，但不排除存在抽放盲区可能，或因抽放时间不够，打孔不到位等很多原因影响，偶然也会出现瓦斯超限现象，尤其是在采掘面通风不畅，工作面风量配置不足，采煤工作面上隅角管理不到位，瓦斯检验不到位（空班、漏检和假检）、局部通风质量差，无计划停风和停电、盲巷不立即密闭等情况时，一旦碰到足够引爆瓦斯火源，完全可能引发瓦斯事故，所以确定为矿井重大危险源。3.2矿井煤尘安全风险分析1月由煤炭科学研究总院重庆研究院对我矿开采C19、C20、C24下煤层进行了煤尘爆炸性判定，经判定C19、C20、C24下煤尘无煤尘爆炸性，所以我矿将煤尘爆炸不列为矿井重大危险源。3.3矿井火灾安全风险分析矿井1月由煤炭科学研究总院重庆研究院对矿井所采C19、C20、C24下煤层进行了自燃倾向性判定，经判定各煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层，所以我矿将内因火灾不列为矿井重大危险源，但矿井各个回采巷道均不一样程度地存放有油脂类材料、井下还存在坑木、撑木、笆片等可燃材料，井口入井验身制度实施不认真、机电运输设备管理不到位（失爆或严重摩擦）、电气焊入井作业方法实施不到位、电器或电缆短路、严重过负荷、采掘工作面违章爆破等均可诱发怒灾事故，因另外因火灾确定为矿井重大危险源。3.4矿井水灾安全风险分析矿井水文地质类型为中等，水患危险性等级为极危险（Ⅲ级）。井口位置较高，井田范围内无水库、河流等水体，现在矿井采取是平硐上山开拓，排水方法经过主平硐自然排水。矿井关键运输大巷全部部署在茅口灰岩中，关键受底板茅口灰岩岩溶水、邻矿老空水、顶板裂隙水、断裂结构水影响，假如掘进时不坚持“估计预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”防治水标准，发觉异常未采取方法或采取方法不妥，对本矿老空区和周围小煤窑老空区积水情况（位置、积水范围、标高等）掌握不清或重视不够，全部有可能引发矿井水害事故，所以确定为矿井重大危险源。3.5矿井顶板安全风险分析矿井井田内煤层顶、底板岩性和厚度改变不大，顶板为浅灰、深灰色粘土岩、砂质泥岩、泥岩、粉砂岩及细砂岩，含植物化石、黄铁矿、菱铁矿结核，灰、深灰色砂质泥岩、粉砂岩，含植物化石及星散状黄铁矿，底板灰、深灰色砂质泥岩、泥岩、细砂岩及粉砂岩，富含黄铁矿结核及团块、含植物化石。顶、底板岩石关键特征为遇水易变软，抗压强度变低。巷道开掘后，产生松动压力，围岩遇水后岩石产生膨胀压力，巷道易发生变形和顶板离层冒落。采掘工作面在遇地质结构时，若支护不立即，很轻易发生顶板冒落事故，回采工作面未实现综合机械化开采，煤壁、采空区放顶，工作面上、下出口还存在着支护微弱步骤，同时煤壁在遇周期来压或过地质结构带时，很轻易发生片帮和冒顶，其煤壁临时支护既困难又危险，掘进工作面，尤其是半煤巷掘进头，偶然也会碰到岩石破碎，假如采掘作业过程中不立即支护、支护质量达不到要求、或在过地质结构改变带不按设计要求支护、不按要求装药爆破、采面初采及收尾时方法不到位和培训监管不到位等均可能引发顶板事故，所以确定为矿井重大危险源。3.6矿井机电运输安全风险分析矿井机电设备较多、供电距离较长、运输步骤多，多种设备不一样程度受多种不利条件影响。假如管理不到位、机电运输设备或材料不合格、检验不到位、作业人员不按标准要求作业、操作人员违章操作等均可能引发机电、运输事故，所以确定为矿井重大危险源。4.矿井安全风险评定及管控方法以矿井自然条件、安全管理水平、生产系统和辅助生产系统安全设施装备水平及其它相关资料为基础，以国家和地方颁布相关安全生产方针、政策、法规、技术标准为依据。采取作业条件危险性评价法，对辨识出安全风险进行逐项评定，该方法采取和风险相关三种原因指标值乘积来评定操作人员伤亡风险大小，计算公式为D=L×E×C。其中：L表示事件发生可能性、E表示人员暴露于危险环境中频繁程度、C表示可能造成后果、D表示危险性。安全风险评定按危害程度、控制能力和管理层次将安全风险划分为重大安全风险和通常安全风险两个等级。L值大于270，确定为重大风险，小于270确定为通常风险，评定参数详见表1。表1评定参数表发生事件可能性（L）暴露于危险环境频繁程度（E）产生后果（C）风险等级划分（D）分数可能程度分数频繁程度分数后果严重程度分数值危险程度10完全可能预料10连续暴露100大灾难，很多人死亡≥270重大风险6相当可能6天天工作时间暴露40灾难，数人死亡<270通常风险3可能、但不常常3每七天一次15很严重，一人死亡70-1401可能性小，完全意外2每个月一次7严重，重伤20-704.1矿井瓦斯安全风险评定及管控方法4.1.1安全风险评定1.事故原因（1）通风系统不合理、不完善、设施破坏、风流短路造成巷道无风、微风引发瓦斯事故；（2）无计划停风和停电、局部\o"一通三防"通风机停止运转、风筒断开或严重漏风造成瓦斯事故；（3）局部\o"一通三防"通风机出现循环风造成瓦斯事故；（4）采掘工作面风量不足造成瓦斯事故；（5）采掘工作面断层区域瓦斯涌出异常造成瓦斯事故；（6）巷道支架背后空间及高冒区等地点易积聚瓦斯；（7）采煤工作面上隅角管理不到位，瓦斯检验不到位（空班、漏检和假检）；（8）盲巷不立即密闭等情况时，一旦碰到足够引爆瓦斯火源，完全可能引发瓦斯事故；（9）存在抽放盲区或因抽放时间不够，造成瓦斯事故；（10）防突估计资料失真、防突方法不到位造成瓦斯事故。2.事故危害（1）瓦斯事故轻则引发瓦斯超限影响安全生产，重则造成瓦斯窒息伤人、瓦斯爆炸等重大安全风险。（2）瓦斯事故危害。（1）瓦斯爆炸时产生瞬时温度在1850℃～2650℃之间，不仅会烧伤人员、烧坏设备、财产损失等，还可能引发火灾。（2）瓦斯爆炸产生高温，会使气体忽然膨胀而引发空气压力骤然增大，再加上爆炸波叠加作用或瓦斯连续爆炸，爆炸产生冲击压力会越来越高。在高温高压作用下，瓦斯爆炸产生正向冲击和反向冲击，可能引发火灾和二次爆炸。（3）瓦斯爆炸后，产生大量有毒有害气体，尤其是爆炸后产生高浓度一氧化碳直接造成井下人员伤亡。（4）瓦斯爆炸可能引发煤尘爆炸事故。（5）煤和瓦斯突出可能造成井巷设施设备摧毁，破坏通风系统，使井巷充满高浓度瓦斯和煤粉，造成人员窒息，煤流埋人，如遇火花或电气失爆，就可能会诱发瓦斯燃烧或瓦斯爆炸等重大安全事故，造成灾难范围扩大，人员伤亡及财产损失增加。3.事故原因分析发生瓦斯事故必需同时含有三个条件：（1）瓦斯浓度达成爆炸界限5％～16％；（2）氧气浓度不低于12％；（3）有650℃～750℃引爆火源存在。在这三个条件中，氧气无法进行控制，所以瓦斯事故发生原因提取为：瓦斯积聚达成爆炸界限，碰到引爆火源产生猛烈化学反应。4.1.2管控方法1.预防瓦斯超限管控方法（1）优化矿井通风系统，努力争取通风系统、通风网络简单，消亡不符合《煤矿安全规程》要求扩散通风和采空区通风。如部署独立通风有困难，可实施一次串联通风，但必需制订相关串联通风安全技术方法，报总工程师同意，并严格实施。（2）采掘工作面必需有足够风量，做到风筒接口严密不漏风、双反压边等标准符合要求，风筒距掘进工作面距离符合《作业规程》要求，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）提升矿井有效风量，确保井下各巷道、采掘工作面、硐室风量满足安全生产要求。（4）巷道贯通前要制订安全技术方法，完善通风设施，检验贯通地点通风及瓦斯情况，并设好警戒。（5）贯通后要立即调整通风系统，预防风流短路，各用风地点风量分配合理，无串联通风、循环风、采空区通风。2.关键通风机管控方法（1）机运队加强对关键通风机维修、保养和管理，确保主通风机连续运转，主风机停止运转时，备用风机必需能在10min内开动。（2）加强关键通风机装置及反风设施管理。机运队每个月最少检验一次关键通风机装置；机电运输部和机运队防爆门每6个月和反风设施每三个月应最少检验一次，发觉问题向企业总工程师、机电副总经理和机电副总汇报并立即处理，每次检验全部要有具体统计，包含多种设备设施状态、检验人员、隐患问题处理情况等，并存档备查。（3）关键通风机司机要常常检验风机运行情况，每小时统计一次运行参数，发觉异常，立即向矿调度室汇报。（4）关键通风机改变工况或调换关键通风机时，必需报请机电副总经理和总工程师同意。（5）关键通风机因检修、停电或其它原因停止运转时，必需制订停风方法或采取关键通风机停风专题应急预案。（6）工作面施工前，局部通风机必需实现“双风机、双电源”，确保开停监测、自动切换、风电闭锁和瓦斯电闭锁功效正常。（7）局部通风机必需实现三专:专用变压器、专用开关、专用电缆，正常工作局部通风机和备用局部通风机电源必需取自同时带电不一样母线段相互独立电源。当正常工作局部通风机故障时，备用局部通风机正常工作。（8）局部通风机必需指定专员管理，负责风机维护和供电线路检验，确保风机连续运转，而且在检验后要填写局部通风机管理牌板。牌板上必需填写清楚风机型号、功率、安装时间、检验时间、供风地点名称、供风地点风量、风筒长度、检验人员等。（9）局部通风机安设地点风量必需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。（10）局部通风机及其开启装置必需安设在进风巷道中，地点距回风口大于10m新鲜风流中。采取串联通风局部机必需符合《煤矿安全规程》要求，必需在进入被串联工作面巷道中安设甲烷传感器且风流中甲烷和二氧化碳浓度全部不得超出0.5%。（11）局部通风机风筒出口距离碛头距离不得大于规程要求距离且安排专员进行维护。3.瓦斯管理管控方法（1）完善瓦斯检验制度。瓦斯检验员要严格根据矿井瓦斯巡回检验路线、时间、地点、内容和检验次数进行瓦斯检验，瓦斯检验员严格实施井下交接班制度和瓦斯检验原始统计、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。爆破作业时严格实施“一炮三检”制。（2）总经理、总工程师、爆破工、采掘单位队长、通防队队长、工程技术人员、班长、电钳工、安全监测工等下井时，必需携带便携式甲烷检测报警仪，对工作地点瓦斯浓度进行动态检验，只有瓦斯浓度小于1%时方可作业。（3）维护瓦斯仪器、仪表，定时进行校正，确保其完好。（4）瓦斯超限或涌出异常，必需立即采取方法处理，严禁瓦斯超限作业。（5）生产中易于积聚瓦斯地点有：采煤工作面隅角、顶板冒落空洞内、低风速巷道顶板周围等。如发觉瓦斯积聚时，必需采取专题方法进行处理。（6）采煤工作面隅角超限瓦斯时，可采取采取对回风隅角进行超前施工顶抽孔、施工悬空密闭等安全方法或制订专题防治瓦斯方法。（7）处理局部高冒区域或封闭采空区时，要按要求检验瓦斯浓度。（8）使用局部通风机掘进工作面因停电原因停风时，必需撤出人员，断开工作面电源开关。恢复通风前必需检验瓦斯浓度，只有在停风区中最高瓦斯浓度不超出1％和最高二氧化碳浓度不超出1.5％，而且在局部通风机及其开关周围10m内风流中瓦斯浓度不超出0.5％时，才能开启局部通风机。不然，必需编制排放瓦斯专题方法，严格按要求排放瓦斯。（9）巷道内最高瓦斯浓度超出1%但不超出3.0%和，由通风队副队长以上干部负责现场瓦斯排放，通风防灾部部长（通风副总）在调度室指挥。瓦斯排放后，经分析找到瓦斯起源并采取方法后方可恢复生产。（10）瓦斯浓度超出3%（包含3%）时，总工程师召集通风防灾部、安全监察部、机电运输部、生产调度部等相关部门及全部受影响区队召开瓦斯排放专题会议，安排停电、撤人、警戒、把口等事宜，学习排放瓦斯方法并签字，然后由通风防灾部部长（通风副总）、通防队队长带队，由救护队员排放，总工程师在调度室指挥。瓦斯排放后，经分析找到瓦斯起源并采取方法后方可恢复生产。（11）在排放过程中，排出瓦斯和全风压风流混合处瓦斯浓度全部不超出1.5%，且排放路线必需停电撤人，其它地点停电撤人范围应在方法中明确要求。只有在恢复通风巷道风流中瓦斯浓度不超出1%和二氧化碳浓度不超出1.5%时，方可人工恢复局部通风机供风巷道内电气设备供电和采区回风系统供电。4.安全监测监测系统和通风仪器仪表管控方法（1）根据《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029-）、《煤矿安全监控系统通用技术要求》（AQ6201—）及矿井安全生产需要设置传感器，传感器设置位置必需符合《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029-）要求。（2）矿井必需确保安全监测系统安全运行，必需确保系统软件、数据传输稳定性和可靠性。（3）矿井根据《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029-）要求，对传感器、分站、瓦斯电和风电闭锁进行检验、调校、维修。（4）安全监察部、通风防灾部对安全监测系统运行情况进行监督。（5）企业值班调度员、专职瓦斯检验员、安全监测维护人员必需根据《XXX相关印发安全生产责任制考评细则通知》要求完成各自所负担任务。（6）通风仪器仪表配置及使用、维护、判定等相关要求。（7）矿井安排专员负责通风安全仪器仪表日常管理、维护工作，对损坏仪器、仪表应立即修理或更换。（8）根据通风安全仪器仪表使用期限，定时调校安全仪器仪表，未经判定不得使用。5.预防煤和瓦斯突出事故管控方法（1）认真落实实施《防治煤和瓦斯突出要求》，严格实施两个“四位一体”综合防突方法。（2）认真搞好采掘工作面突出危险性估计预报，当估计有突出危险时，立即采取防突方法并进行方法效果检验、采取安全防护方法作业。（3）各个采掘面坚持每班观察煤结构和软分层煤厚度改变情况，遇地质结构、软分层煤厚度超出0.2m时或出现突出预兆时，全部必需停止作业，撤出人员，向调度室汇报，待采取方法、消除突出危险后，方可恢复采掘作业。（4）有突出危险区域、采掘工作面，按《防治煤和瓦斯突出要求》要求设置反向风门，回风侧尽可能杜绝设置调整门，确保通风系统独立可靠。（5）进入突出煤层作业人员，必需经过防突知识培训，能掌握突出预兆，熟悉防突方法、避灾路线和避灾方法，并经防突培训考试合格后人员，才能上岗作业。在各采掘工作面悬挂醒目标避灾路线示意图。（6）煤巷掘进工作面巷道安设压风自救袋，作业人员随身携带压缩氧自救器，在工作面周围新鲜风流巷道中安设直通调度室隔爆电话。（7）把住防突方法编制、审核、落实、实施、监督、检验五道关，发觉问题立即整改。4.2矿井水害安全风险评定及管控方法4.2.1安全风险评定1.事故危害（1）水灾发生造成人员伤亡或设备损坏；（2）水灾发生后会造成瓦斯积聚、有毒有害气体进入；水灾造成顶板垮落；（3）水灾发生后造成矿井停产或工作面报废。（4）严重水灾会造成淹巷、淹井。2.事故原因分析水灾出现原因有：超层越界开采，防水密闭失效透水，违法开采防隔水煤柱，煤柱忽然垮落，防隔水煤（岩）柱设计过小，采空区、井巷、断层、裂隙、冒顶、放炮、掘进等导通水体；矿井排水能力不足，雨季地表洪水也是造成水灾原因。3.事故易发生场所采空区，采区（煤矿）边界，断层发育带、裂隙发育带、薄基岩区。4.事故发生预兆煤壁发潮、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，煤层里有嘶嘶水声或水砂涌入声，甚至有向外呲水现象。4.2.2管控方法1.坚持“估计预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”标准。2.各项防治水工程设计、施工方法应按要求审批。探放水工程必需有设计、安全施工方法和总结（完工）汇报。3.井下必需要求水害避灾路线。设置显著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）要首先通知周围受水害威胁人员撤离到安全地点，并向调度室汇报。总经理要立即组织实施抢险救灾方法，避免人员伤亡事故发生。4.查明本矿及其周围地表水体位置、积水量、洪水流量、洪水位标高等，并查明上述水体和矿井采掘工程之间关系，能否经过老空区、封孔不良钻孔、裂缝、岩溶、断层或相邻矿井等通道进入本矿。并查明和矿井相关各地面水体、井下各含水层及老空积水