1、XX矿年度安全风险辨识评估报告一、矿井概况和风险辨识、评估方法说明1.1 矿井基本情况XXXXXXXXXXX矿位于XXXXXX集团东北部，地处XXXX矿区大社镇，西南距XXXX新市区16km，西距S211省道3.5km，南距S315省道4.5km，东距107国道和京广铁路18km，距XXXX飞机场13.5km，东北距XXXX市23.50km。青兰高速从矿井北部通过，XXXX绕城高速从矿井东部通过。井田地理坐标为北纬363121363316，东经11415231141858，井田西及西南部以F3断层、大社矿东风井煤柱线和大社矿边界为界；南部以F11断层带和F7断层与羊东矿相邻；在西南部边界F3、
2、F11两大断层相交处，与牛儿庄矿相邻；北部以F14断层与大淑村矿接壤，东部边界为技术边界。井田东西长约4.50km，南北宽1.602.60km，面积8.4099km2。开采2#、4#、6#煤层。XXXXXXXXXXX矿于1958年开始建井，原为大淑村勘探区小屯井田，设计生产能力0.45Mt/a。1982年独立成矿，核定生产能力0.35Mt/a。1989年进行改扩建工程，1995年基本完工，生产能力提高到0.60Mt/a。2009年冀煤安(2009)25号文核准矿井生产能力为1.05Mt/a。2014年冀煤生产(2014)68号文核准矿井生产能力为1.0Mt/a。1.2 矿井开拓和及采煤方法XX
3、XXXXXXXXX矿井田为立-斜井分水平开拓方式，暗斜井石门延深。矿井由四个斜井筒（主井、副井、老副井和回风井）和一个立井通往井下。矿井共有4个水平，分别为：+41m、-50m、-190m和-600m水平。+41m、-50m水平目前已无采掘活动，现生产水平为-190m 和-600m水平。工作面采用倾斜长壁采煤法，回采过程中大煤采用轻放回采工艺，薄煤采用综采回采工艺。2017年产量计划80万t,安排3组采煤队进行回采，其中2#煤综采放顶煤工作面2组，4#煤薄煤综采工作面1组。2017年回采工作面衔接顺序如下：第一组：14260外工作面14268外工作面；14260外工作面位于-190水平，201
4、7年2月开始回采，剩余84m，预计2017年6月底结束，结束之后衔接14268外工作面。第二组：14271工作面14229下工作面14271里工作面；14271工作面位于-600水平，2016年11月开始回采，目前已回采440m，剩余10m，预计2017年5月中旬结束，结束之后衔接14229下工作面及14271里工作面。第三组：14259外工作面14474工作面；14259外工作面位于-190水平，2016年5月份开始回采，目前已结束，准备衔接14474工作面。2017年开掘计划进尺10000m，重点进尺300m。本部地区计划安排7组开掘队伍进行工作面准备工作，重点地区计划安排1组队伍进行施工
5、。1.3 安全避险六大系统1.3.1 矿井监测监控系统我矿采用的安全监控系统产品型号为KJ102N，生产厂家是上海嘉利有限公司，安全监控系统通过地面主机与井下各分站进行通信联络和数据交换，来实现实时监测监控，及时了解井下各巷道、工作面的实时情况。 我矿KJ102N型安全监控系统2008年建设完成，严格按照煤矿安全规程、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范及有关规定要求，于2008年11月完成验收工作。2016年11月并实现了设备主机与河北省煤监局安全监控系统联网运行。改系统由井上部分和井下部分组成。井上部分由计算机、监控软件、通信接口、UPS电源、矿用网络交换机、打印机及网络系统组成地面中心
6、站。井下部分由分站及电源、各种传感器及电缆和接线盒等组成。中心站可集中监测并控制井下各种环境参数及设备运行情况。具有实时监控、即时报警、数据查询、数据报表、地面控制等功能。目前井下共安装KJ92N-F型分站37台；GJC4/40甲烷传感器62台；GTH1000一氧化碳传感器29台；GFW15风速27台、GFD15X风向传感器10台；GWD40温度传感器29台；GCG1000(A)粉尘传感器8台。我矿各类传感器共安装400余台，各种设备的备用量均大于在用量的20%，并且15天调校1次。1.3.2 井下人员定位系统XXXXXXXXXXX矿目前使用的是北京天一有限公司生产的KJ-133型井下人员管理
7、系统，该系统符合煤矿及井下作业人员管理系统使用与管理规范，符合煤矿安全监控系统通用技术要求，系统功能先进，配套设备齐全，能够满足我矿实际需要。该系统具有数据采集、存储和查询、显示打印、自诊断、双机切换、数据备份、软件自监视、井下人员查询、人员考勤等功能。中心站设在调度室，安装1台IBM服务器、1台备用服务器、1台核心交换机。XXXXXXXXXXX矿KJ-133型人员定位系统采用串联模式连接，由调度室机房通过四个通讯接口经光缆传输到井下-50地区，-190和-600地区。主系统由光缆传输，接收器和分站连接由485线完成。分别由13台分站和52个接收器构成整个系统。KJ-133系统个人使用的定位识
8、别装置配备的紧急呼叫功能，可实现个人在紧急情况下的呼叫求救功能；同时，系统具备了群呼功能，可以根据井下情况，实现对某一（或多个）区域、某一（或多个）单位等条件范围内的人员发出撤离信号，能够满足人员定位、紧急救援等需要。井下作业人员全部按要求佩戴识别卡入井。目前该系统运行正常。1.3.3 矿井压风自救系统XXXXXXXXXXX矿压风自救系统由两部分组成，分别是地面空气压缩机站和-190m水平空气压缩机房组成，通过管路连通起来，为井下各地区供给压风，其中-190至-600水平大巷干管管径219和井下主要大巷管路直径114。经核算管径均满足要求。压风自救系统由XXXX市瑞达工程设计有限公司设计，集团
9、公司科技发展部审批，于2010年12月完成，压风自救系统运转正常。该矿地面安装一台AED250A型空气压缩机，通过2趟114管路与井下管路连通。-190水平设有空压机房，安装三台MLG-43/8G、一台MLG-43/8-250G和一台MLG-41.5/7.5-200G-2S空气压缩机，排气压力分别为0.8MPa和0.75MPa，单台排气量43m/min和41.5m/min。其中压风机3台工作，2台备用。1.3.4 矿井供水施救系统XXXXXXXXXXX矿建立有完善的供水施救系统，供水施救系统由XXXX市瑞达工程设计有限公司设计，集团公司科技发展部审批，于2010年12月改造完工，能满足供水施救
10、要求，现运转正常。XXXXXXXXXXX矿现有地面消防池、-50西大巷奥灰水钻孔（3m3/min）、241奥灰水钻孔（0.4m3/min）、248放水眼（0.3m3/min）和老副井1处水源井（0.8m3/min）作为供水水源，分别与井下各水平供水管路连接。地面建有消防水池，容量339m，蓄水池在矿地面工业广场内，坑木厂门口有备用消防水池，容量200m。消防水池通过敷设于主井和老副井中的供水管路与井下各水平管路连接，地面和井下供水系统构成完整的供水管网系统。井下供水施救系统通过供水管路铺设到井底车场、井下主要运输巷、上山采区运输巷与回风巷、采煤工作面与回风巷、掘进巷道等处，并通过安装在工作地点
11、附近的供水施救装置为各地点提供饮水水源。1.3.5 矿井通讯联络系统1、行政通信系统行政办公通讯采用的是华为“CC08”数字程控交换机，于2003年底安装运行，容量为2000门，目前实际容量400门。集团内部号段66XXX-67XXX，公网号段7766XXX-7767XXX。可实现国际、国内、和集团公司内部的互拨。随着机构改革在2009年底，我矿交换机改造成了一个远端模块，程控交换机就不再具有放号、改号、计费等功能，这些权限都集中到集团通信信息中心。又随着手机的普及，现在我矿行政机服务对象为办公电话。机房供电方式为两路市加一组蓄电池，符合通信入网方式。2、调度通信系统生产调度通讯系统选用杭州北
12、辰通信设备有限公司生产的KT173型IP多媒体调度通信系统。生产调度系统设备共计312门用户，8路外线中继；地面划分128门，井下180门，调度室4门.为本质安全型系统，机房部署1台录音服务器，实现312线全路数实时录音功能。所有井下号码都经过KTA2型本质安全耦合器出线至井下，经过避雷装置入井。通过中继可以和行政通讯互通互联，整个系统具有内/外线呼叫、强插、强拆、多方会议、组呼、群呼、急呼、监听、收录、放等功能，并与行政电话连网。在付井绞车房、井底车场、运输调度、采区变电所、上下山绞车房、水泵房、带式输送机集中硐室等主要机电硐室和采掘工作面均安装电话。矿井地面变电所、地面通风机房、瓦斯抽放泵
13、房、急救站、井下各水泵房、井下中央变电所设有直通矿调度室的电话。为矿井井下现场管理、抢险救灾提供了有力的通讯保障。井下通讯电缆是有 2根80对电缆沿轨道坡敷设到-190地区，以下地区为30对电缆沿轨道坡敷设。整个通讯系统能够满足我矿通讯安全服务。1.3.6 井下紧急避险系统XXXXXXXXXXX矿井下建有一个永久避难硐室，-600水平永久避难硐室和-190北翼永久避难人数，避险人数分别为100人和65人。避难硐室内备有实物、水、救援设备等，该避难硐室均经过验收并在XXXX市煤炭工业安全管理局备案。该系统由XXXX市瑞达工程设计有限公司设计，并且于2012年6月安装完成，并且运转正常。由机电区负
14、责系统的日常维护和保养。1.4 风险辨识方法风险辨识的方法是专家经验法，由各专业分管负责人和专业副总组织，抽调相关业务科室、区队的区科长、技术人员、有经验的老工人一同作为专家，对照有关标准、法规、或依靠分析人员的观察分析能力，借助于风险辨识检查表和专家的经验、判断能力直观地评价对象危险性和危害性的方法。常采取专家会议的方式来相互启发、交换意见、集思广益，使危险、危害因素的辨识更加细致、具体。附件1：风险辨识检查表对照风险辨识检查表，筛选出需要进一步评估的风险种类，进行风险评估。1.5 风险评估方法对需要评估的风险在风险评估表内按作业条件危险性评价法（LEC）（格雷厄姆金尼法）进行风险评估。附件
15、2：风险评估表作业条件危险性评价法（LEC）（格雷厄姆金尼法）该方法较为简便易行，以下为这种评价方法的操作步骤：1.选取评价对象并对操作进行作业条件的危险性评价。2.该方法认为影响危险性的三个主要因素发生事故的可能性大小（L）；人体暴露在这种危险环境中的频繁程度（E）；一旦发生事故会造成的损失后果（C）。可以用下式来表达危险性，即危险分数（D）。危险性D=LEC3.可能性因素事故或危险事件发生的可能性与他们实际发生的数字概率有关。下表列出事故或危险事件发生的可能性分数（L）按照预先危险事件发生的可能性分数汇总表进行取L值。表1 事故发生的可能性（L）分数值事故发生的可能性10完全可以预料6相当
16、可能3可能，但不经常1可能性小，完全意外0.5很不可能，可以设想0.2极不可能0.1实际不可能4.暴露于潜在危险环境指定的频率（E）：人员出现在危险环境中的时间越长，则受到伤害的可能性越大，相应的危险也越大。下表列出暴露于潜在危险环境被指定的分值数（E）。按表内人体暴露于危险环境的频率程度对应的分数值取E值。表2 暴露于危险环境的频繁程度（E）分数值暴露于危险环境的频繁程度10连续暴露6每天工作时间内暴露3每周一次或偶然暴露2每月一次暴露1每年几次暴露0.5非常罕见暴露5.发生事故或危险事件的可能结果：事故或危险事件造成的人员伤害或物质损失可在很大的范围内变化，其可能结果的分数值（C）列于下表
17、，依据下表取相应的C值。表3 发生事故产生的后果（C）分数值发生事故产生的后果100大灾难，许多人死亡（10人以上死亡）40灾难，数人死亡（39人死亡）15非常严重，12人死亡7严重3重大，伤残1引人注意6.危险分数：可以用下式来表达危险性，即危险分数（D）：危险性D=LEC按照上式，计算危险分数，其计算结果对照下表，安全风险等级从高到低划分为：重大风险、较大风险、一般风险和低风险，对应是一级、二级、三级、四级，分别用红、橙、黄、蓝四种颜色标示，得出危险程度。对危险分数（D）值大于320为矿重大安全风险，列入矿重大安全风险清单（附件3）。注：有以下情形直接认定为重大风险：（1）违反法律、法规及
18、国家标准中强制性条款的；（2）发生过死亡、重伤、职业病、重大财产损失事故，或三次及以为轻伤、一般财产损失事故，且现在发生事故的条件依然存在的；（3）涉及重大危险源的；（4）具有中毒、爆炸、火灾等危险的场所，作业人员在10人以上的。表4 危险性D值危险程度风险级别320极其危险，不能继续作业重大风险（一级）160-320高度危险，要立即整改较大风险（二级）70-160显著危险，需要整改一般风险（三级）70一般或稍有危险，需要注意或可以接受低风险（四级）二、矿井顶板安全风险辨识、评估及管控措施2.1 采掘顶底板岩性1.可采煤层我矿井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组组成，共含煤12-1
19、4层，煤层平均总厚15.7m，我矿采煤煤层为2#煤、4#煤。2.煤层顶底板岩性2#煤顶板为砂质页岩，灰黑色，易呈现块状冒落，其中植物化石丰富，断口呈参差状，层理发育，厚度3m左右。底板为灰黑色砂质页岩，厚度在3.4-11.2m之间，植化石极少，含钙质、矽质结核。2#煤常采用摸大煤顶板方式掘进，采取锚网带配合锚索联合支护。4#煤顶板为石灰岩，厚度为0.91.3m，深灰色，钙质胶结，质纯坚硬，裂隙发育，部分裂隙多被方解石脉充填，底板为灰黑色砂岩，坚硬，厚度在1.5-2.5m之间。4#煤常采用摸野青灰岩顶板掘进，采取锚网带配合锚索联合支护。施工单位在施工前必须编制作业规程，并按规定进行审批。各级部室
20、、施工单位负责顶板管理工作。矿井技术负责人应每月组织召开一次矿井顶板管理工作分析会，总结经验，吸取教训，研究现状，并提出改善顶板管理的意见、方法、措施。矿井要认真做好顶板岩性观测工作，根据观测资料及顶板岩性和压力显现情况，对所开采煤层的顶板进行分类。并结合顶板的具体条件，确定响应的支护形式及支护参数。2.2 采掘顶板风险辨识过程围绕顶板风险，成立了顶板风险辨识评估专家组。专家组由回采矿长姜立仁、开掘矿长李汉民为组长，回采副总任建利、开掘副总常广田为副组长，生产技术部、生产管理部、安全管理部及生产单位负责人、工程技术人员为成员组成。结合我矿实际情况对照有关标准、法规、依靠分析人员的观察分析能力，
21、借助于风险辨识检查表和专家的经验、判断能力直观地评价对象危险性和危害性的认识程度，经专家组3次对顶板风险进行讨论、论证，将顶板风险类型分为四类。2.3 采掘顶板风险辨识1.冒顶掘进工作面包括迎头冒顶、后路冒顶。回采工作面包括上下超前支护内冒顶、后路冒顶。顶板垮落造成埋人、堵人，人员伤亡及财产损失。（1）冒顶原因：支护不跟头；超前支护质量不合格；后路加强支护不及时；临时支护使用不及时；支护设计不合理；特殊地点（过断层、陷落柱、过老巷、过采空区、开口、贯通等）未采取措施；巷道监测不到位。（2）发生冒顶具备的条件：措施不到位；顶板监测疏漏；支护设计不合理；控顶距不合理；违章作业。（3）冒顶风险预兆：
22、发出巨大响声；支架断梁断柱；顶板潵沫掉碴；顶板开裂漏顶。2.离层顶板离层致使巷道收敛变形，造成安全间隙不足；离层后顶板压力变大，支护失效，是局部冒顶的诱因之一。（1）离层原因：支护设计不合理；特殊地点（过断层、陷落柱、过老巷、过采空区、开口、贯通等）未采取措施；岩性变化未采取措施；施工质量差。（2）发生离层具备的条件：顶板监测疏漏；支护设计不合理；未制定特殊地点支护措施；岩性变化。（3）离层风险预兆：巷道顶板下沉；离层仪、信号点柱发生变化；顶板支护破断、失效。3.掉碴顶板掉碴是造成人身伤害最为广泛原因，掘进工作面易发生在迎头及后路岩性差、岩层节理发育、地质构造带等地点。回采工作面易发生在煤壁侧
23、及两巷后路岩性差、岩层节理发育、地质构造带等地点。（1）掉碴原因：超控顶距作业；永久支护不跟头；拉架不及时，煤壁侧空顶；过地质构造带；敲帮问顶执行不到位。（2）发生掉碴具备的条件：未严格执行敲帮问顶；永久支护不跟头；控顶距超远；过地质构造带岩性疏松；大坡度上山掘进。（3）掉碴风险预兆：顶板破碎；顶板岩性突变；顶板来压。4.片帮掘进工作面迎头、巷帮和回采工作面煤壁侧及两巷巷帮在矿山压力作用下变形、破坏和山势变化而导致煤体脱落的现象称为片帮，易发生在迎头及后路矿压显现明显段巷道。（1）片帮原因：矿压显现；山势变化诱发；岩性变化；敲帮问顶执行不到位。（2）发生片帮具备的条件：未严格执行敲帮问顶；山势
24、变化未及时采取措施；控顶距超远；（3）片帮风险预兆：岩石产生新的裂隙；长把工具敲击巷帮响声沉闷；岩石发出清脆的断裂声；局部流煤流碴。综上所述，关于对顶板的4种风险辨识，经过专家组讨论有3种列为风险评估对象（附表1）。2.4 采掘顶板风险评估1.冒顶（1）由于永久支护不跟头，前头空顶时间过长造成冒顶。（2）临时支护、超前支护没有及时使用或者使用质量不合格造成冒顶。（3）后路破碎带没有提前采取措施进行加固造成冒顶。（4）地质破碎带、过老巷、过采空区、过陷落柱未采取加强支护，造成支护强度不够的冒顶。（5）顶板监测不到位，对巷道矿压变化没有及时采取加固措施。发生冒顶后，极易造成埋人、工作面通风系统紊乱
25、，引发多人伤亡、设备损失的重大伤亡事故。2.掉碴（1）临时支护、超前支护没有及时使用或者使用质量不合格。（2）由于永久支护不跟头，前头空顶时间过长造成掉碴。（3）采煤工作面拉架不及时引起顶板掉碴。（4）过地质构造带，顶板破碎找顶不及时掉碴。顶板掉碴在生产过程中普遍较易发生，一旦顶板掉碴，极易造成人身伤害事故，甚至产生工亡等严重后果。3.片帮（1）矿压显现明显地区迎头、工作面煤壁易引发片帮。（2）局部山势剧烈变化，大坡度掘进易发片帮。（3）岩性发生变化，岩石粘结程度差易发片帮。片帮易造成较大的人身伤害，甚至产生工亡，且一般片帮较为隐蔽，发生地点没有明显的征兆，危险性及危害较大。综上所述，对顶板的
26、3种安全风险进行评估、计算（附表2），经专家组讨论有1种列为重大风险（附表3）。2.5 采掘顶板重大安全风险管控措施冒顶风险包括通过地质构造带冒顶、后路失修点冒顶、巷道整修处冒顶，发生冒顶的原因如下：1.支护不跟头。2.超前支护质量不合格；3.失修巷道加强支护不及时；4.临时支护使用不及时；5.支护设计不合理；6.特殊地点（过断层、陷落柱、过老巷、过采空区、开口、贯通等）未采取措施；7.巷道监测不到位。根据上述原因分析，结合我矿实际情况，经专家组再三研讨，确定采掘顶板重大风险控制措施即冒顶风险控制措施如下：1.加强技术培训。通过技术培训，使全体职工熟悉掌握冒顶预兆与发生冒顶的条件和原因，掌握应
27、急处置方法和要点，减小冒顶事故造成的人身伤害及财产损失。2.制定专项应急预案并定期演练。应急预案必须内容详实，应对紧急情况操作性强，分工具体责任到人，并对涉及人员认真贯彻，熟练掌握。3.根据地质条件和顶底板岩性，合理确定顶层设计。巷道布置应尽量避开地质构造带、矿山压力显现区带、瓦斯应力集中区、采空区等顶板应力大等区域；支护设计要参照顶板岩性合理选取支护参数确保支护强度，同时要编制地质破碎带等特殊地点支护设计，根据现场施工情况巷道破坏程度，及时修改设计参数，确保支护有效可靠。4.坚定执行矿压观测、分析、预报制度。部室、单位相关责任人员切实执行，施工单位负责井下巷道布置监测点定期观测、收集数据，将
28、数据按时反馈到职能部室。职能部室要对数据进行分析，结合地质预报发布矿压预报，生产单位要根据矿压预报内容，制定顶板管理措施，现场落实到位。巷道收敛严重、急剧变化时，按照矿2016年49号文启动生产安全事故综合应急预案，及时消除隐患，确保人员人身安全。5.现场严格按照规程、措施规定的控顶距，坚持正规循环作业，严格落实措施，严禁超控顶距作业，严禁支护不跟头。对发现的上述隐患要立即停头整改处理，并责任追究。6.现场严格把控施工质量。（1）开掘：超挖超宽处应按照措施立即补强支护，锚杆安装必须三径匹配，角度偏差在误差范围之内，锚杆打设安装紧贴煤壁，预紧力达到设计值，铺网联网符合要求，并定期对锚杆锚索进行锚
29、固力实验。（2）回采：工作面上下出口20m范围内采用单体液压支柱超前支护，距离符合作业规程规定，工作面支护要布置整齐，不得出现空顶，漏顶。建立健全支架检修制度，确保工作面支架支撑力足够可靠，严禁出现台阶。三、一通三防安全风险辨识、评估及管控措施3.1 矿井通风系统XXXXXXXXXXX矿矿井通风方法为抽出式，通风方式为混合式通风，三进两回，其中新副井（斜井）、老副井（斜井）、主井（斜井）进风，厂区风井（斜井）、东风井（立井）回风。地面东风井井口安装有两台轴流式主要通风机，一台使用，一台备用；厂区风井井口安装有两台离心式主要通风机，一台使用，一台备用。2017年矿井通风能力核定产量为123.43
30、万吨。3.1.1 矿井通风风险辨识过程围绕通风风险，由总工程师唐银平在机关三楼会议室主持、通风副总李宏斐组织通防专业管技人员和班工长等人员，结合我矿实际情况对照有关标准、法规、依靠分析人员的观察分析能力，借助于风险辨识检查表和专家的经验、判断能力直观地评价对象危险性和危害性的认识程度，进行2次讨论后形成XXXXXXXXXXX矿通风安全风险辨识决议，将通风风险类型分为三类。3.1.2矿井通风风险辨识1.主要通风机停风XXXXXXXXXXX矿主通风系统设备事故隐患主要存在以下三个类型：（1）矿井上级供电系统发生故障，致使全部主通风机停运。（2）主通风机机械或电气设备出现故障，造成正在运行的风机停运
31、。（3）雷雨天气，风机供电设备或电机遭受雷击，致使正在运行风机停运。主要通风机突然停风时，造成井下巷道出现无风、微风现象，容易出现缺氧窒息、有毒有害气体中毒、瓦斯燃烧或爆炸等严重后果，直接危及人员生命安全及重大财产损失。2.局部通风机停风XXXXXXXXXXX矿是一个多风井入风、双风井回风的煤与瓦斯突出矿井，经分析可引发掘进工作面停电停风事故的诱因有以下几个方面：（1）井下各采区变电所的双回路电源同时掉闸。（2）各采区高压开关转换柜出现故障。（3）局部通风设备检修维护不到位。掘进工作面局部通风机停风事故，将会造成瓦斯积聚、人员缺氧窒息、有毒有害气体中毒、瓦斯燃烧或爆炸等严重后果。3.通风系统紊
32、乱，出现无风微风巷道。通风设施不牢固、通风系统紊乱、不稳定，容易出现无风、微风巷道，出现瓦斯积聚，不能及时发现瓦斯等有毒、有害气体超限，造成缺氧窒息、有毒、有害气体中毒、瓦斯燃烧或爆炸等严重后果。综上所述，关于对通风的3种风险辨识，经过专家组讨论均列为风险评估对象（附表1）。3.1.3矿井通风风险评估1.主要通风机停风矿井主要通风机一旦遭受突发事故影响，将影响整个矿井通风系统，造成井下部分巷道出现无风、微风现象，容易造成瓦斯积聚、缺氧窒息、有毒有害气体中毒、瓦斯燃烧或爆炸等严重后果，直接危及人员生命安全及重大财产损失。2.局部通风机停风局部通风机停风，将会造成掘进工作面瓦斯积聚、人员缺氧窒息、
33、有毒有害气体中毒、瓦斯燃烧或爆炸等严重后果。3.通风系统紊乱，出现无风、微风巷道。通风系统紊乱、不稳定，容易出现无风、微风巷道，出现瓦斯积聚，不能及时发现瓦斯等有毒、有害气体超限，造成缺氧窒息、有毒、有害气体中毒、瓦斯燃烧或爆炸等严重后果。综上所述，对通风的3种安全风险进行评估、计算（附表2），经专家组讨论无重大风险。3.2 矿井瓦斯防治安全风险辨识、评估及管控措施3.2.1 矿井瓦斯防治系统1.通风概况XXXXXXXXXXX矿矿井总进风量为11171m/min，矿井需要风量为9459m/min，总进风量比为118.10%。矿井总回风量为11306m/min，厂区风井回风量为3838m/min
34、，厂区风机风量为3917m/min，厂区风机外部漏风率为2.02%；东风井总回风量为7468m3/min，东风井风机风量为7585m/min，东风井风机外部漏风率为1.54%。矿井有效风量为9691m/min，矿井有效风量率为86.75%，矿井供风量能够满足采掘工作面安全生产需要。2016年度矿井瓦斯涌出量测定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量为21.9m/min，相对瓦斯涌出量为13.87m/t。2.抽采概况我矿抽采系统为地面固定高负压抽采系统，一台使用，一台备用。目前主要采取：高位钻孔抽采2#煤层顶板卸压瓦斯、穿层钻孔预抽、本煤层顺层预抽钻孔。抽放泵型号，最大抽采能力，数量,主要抽采地区详见下表抽
35、采泵站名称高压/低压抽采系统抽采泵站位置抽采泵型号抽采泵功率（KW）抽采泵能力抽采泵数量（m3/minn）主要抽采地区东风井抽放泵房高压东风井CBF-430-2BV3250kW194m3/min214271运料道高位预抽、14271里工作面顺层预抽、14471运料道预抽抽放各瓦斯抽采地区的瓦斯抽采情况，详见下表抽采瓦斯地 区抽放方法抽采系统抽采泵能力（m3/min）抽放负压抽采瓦斯浓度（%）抽采瓦斯混量(m3/min）抽采瓦斯纯量(m3/min）14471运料道穿层钻孔抽放地面固定高负压抽采系统194m3/min41.67.910.520.8214271运料道顺层钻孔抽放地面固定高负压抽采系统
36、194m3/min41.43.6 10.510.3814271运料道高位钻孔抽放地面固定高负压抽采系统194m3/min38.1 33.9 10.513.933.监测监控概况我矿KJ102N型安全监控系统2008年建设完成，严格按照煤矿安全规程、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范及有关规定要求，于2008年11月完成验收工作。2016年11月并实现了设备主机与河北省煤监局安全监控系统联网运行。改系统由井上部分和井下部分组成。井上部分由计算机、监控软件、通信接口、UPS电源、矿用网络交换机、打印机及网络系统组成地面中心站。井下部分由分站及电源、各种传感器及电缆和接线盒等组成。中心站可集中监测
37、并控制井下各种环境参数及设备运行情况。具有实时监控、即时报警、数据查询、数据报表、地面控制等功能。4.突出事故报警系统概况2015年10月，我矿安装了KJ972型煤与瓦斯突出预警系统。利用在井下主要进、回风大巷和防突地区进、回风系统原安装的甲烷传感器、风速风向传感器进行传感器分组和属性设置作为防突预警系统传感器使用。本系统通过数据采集与安全监测监控系统互通，采集主要经进、回风大巷和防突地区进、回风系统甲烷传感器和风速风向传感器数据。通过数据采集进行甄别，合理的判识煤与瓦斯事故的发生，对突出事故的波及范围、瓦斯涌出量进行预测。3.2.2 矿井瓦斯防治风险辨识过程围绕瓦斯风险，由总工程师唐银平在机
38、关三楼会议室主持、通风副总李宏斐组织通防专业管技人员和班工长等人员，结合我矿实际情况对照有关标准、法规、依靠分析人员的观察分析能力，借助于风险辨识检查表和专家的经验、判断能力直观地评价对象危险性和危害性的认识程度，进行2次讨论后形成XXXXXXXXXXX矿瓦斯风险辨识决议，将瓦斯风险类型分为五类。3.2.3 矿井瓦斯防治风险辨识1.瓦斯爆炸瓦斯浓度达到5%16%，氧气浓度在12%以上，当遇到火源（瓦斯最低点火温度650-750）就会发生爆炸。（1）影响瓦斯爆炸的因素瓦斯爆炸的界限并不是固定不变的，它受到许多因素的影响，其中重要的有：其它可燃气体的混入。煤层气中有一些可燃性气体(如硫化氢、乙烷等
39、)混入，这些气体本身具有爆炸性，不仅增加了爆炸气体的总浓度，而且会使瓦斯爆炸下限降低，从而扩大了瓦斯爆炸的界限。爆炸性煤尘的混入。煤尘能燃烧，有的煤尘本身还具备爆炸性，在300400时，能挥发出可燃气体。因此，煤尘的混入会使爆炸下限下降。惰性气体的混入瓦斯和空气的混合气体中，混入惰性气体将使氧气浓度降低，并阻碍活化中心的形成，可以缩小瓦斯的爆炸界限，降低瓦斯爆炸的危险性。瓦斯爆炸环境的温度和压力瓦斯爆炸环境的温度和压力越高，瓦斯爆炸的下限就越低，瓦斯越易发生爆炸。（2）煤矿易发生瓦斯爆炸事故地点分析引起瓦斯爆炸的主要原因是管理松懈和人为违反煤矿安全规程以及缺少应有的纪律与责任等。从瓦斯爆炸发生
40、的地点来看，90以上都发生在采煤工作面和掘进工作面。采煤工作面容易发生瓦斯爆炸的地点是工作面上隅角及采煤机工作时切割机构附近。掘进工作面较易发生瓦斯爆炸的原因，一是瓦斯涌出量大，局部通风机通风可靠性差，容易形成瓦斯积聚；二是使用的电气设备较多及经常放炮，出现引火热源机会多。采煤工作面落煤、装煤、放顶，炮掘工作面放炮时，其瞬时瓦斯涌出量相应增大；采空区悬顶处、工作面冒顶区、巷道高冒区等易形成瓦斯积聚。在生产过程中，不仅要高度重视瓦斯的日常管理和监测监控，同时更应高度重视采掘工作面、采空区、巷道高冒处、工作面冒顶区、回采工作面上隅角处、地质构造异常区、破碎带、向斜盆底等地点的瓦斯检测和瓦斯预测预报
41、，采取切实可行的措施，将瓦斯危害控制在最低限，最大程度地降低瓦斯浓度，杜绝瓦斯爆炸事故的发生。2.瓦斯燃烧在新鲜空气中瓦斯浓度低于56时，混合气体无爆炸性，遇高温火源后，在火焰外围形成稳定的燃烧层；当瓦斯浓度高于1416%时，混合气体内无爆炸性，也不燃烧，如有新鲜空气供给时，可以在混合气体与空气的接触面上进行燃烧，形成瓦斯燃烧事故。瓦斯燃烧易发生在以下地点：（1）采煤工作面的上隅角、采煤机工作时切割机附近；（2）掘进工作面局扇停止运转、风筒末端距工作面较远、风筒漏风大、局扇供风能力不够、局扇循环风；（3）采掘工作面带电检修电气设备容易引发瓦斯事故。3.瓦斯窒息瓦斯气体是无毒的，但是瓦斯浓度增加
42、，相对减少氧气浓度，造成瓦斯窒息事故。井下老巷、水仓、钻场、掘进工作面爆破等地点容易造成有毒、有害气体积聚、改变风流方向、长时间在含有炮烟的空气中作业、瓦斯异常涌出冒顶引发自然发火或误入盲巷等情况会引起瓦斯窒息。4.瓦斯超限矿井各采、掘工作面瓦斯涌出异常、巷道冒顶、发生瓦斯喷出、瓦斯突出、采空区内大量瓦斯泄漏、供风量不足、钻孔释放瓦斯等意料外的瓦斯异常涌出，具有突然性和不可预见性，会造成瓦斯超限。瓦斯超限有以下几点原因：（1）风量配备不足或设计不合理工作面风量不足，通风系统不合理、不完善，形成不合理的串联风、扩散风、老空风、循环风；采空区和盲巷不及时封闭，形成瓦斯库，留下事故隐患。（2）通风管
43、理不善局部通风机随意停开；不按需分配风量，巷道冒落堵塞，风流短路；掘进工作面风筒脱节、漏风、被挤压，而不及时处理；风筒出风口距掘进迎头太远，风量过小，风速低，导致掘进工作面微风作业，致使瓦斯积聚。（3）超通风能力生产采掘工作面布置较多而且较于集中，超核定能力生产，以致于供风能力不足，局部通风机出现循环风，致使瓦斯积聚。（4）瓦斯检查制度执行不严瓦斯检查员数量不足，空班、漏检；瓦检工思想与业务素质不高，责任心不强，甚至做假记录；采掘工作面出现瓦斯异常涌出，采取措施处理不当或没有及时处理；瓦斯监控系统不可靠或检修不及时，监控无效，不能发挥其作用。5.煤与瓦斯突出煤与瓦斯突出是指在地应力和瓦斯压力的
44、共同作用下，破碎的煤、岩和瓦斯由煤体或岩体内突然向采掘空间抛出的异常的动力现象。煤与瓦斯突出事故是瓦斯事故中最为严重的的事故之一，易发生在突出煤层的采、掘进工作面及石门揭煤工作面。（1）煤与瓦斯突出发生的原因：区域综合防突措施制定不合理组织生产；区域防突措施落实不到位组织生产；瓦斯抽采不达标组织生产；特殊地点（过煤层的构造破坏带、煤层赋存条件发生急剧变化、采掘应力叠加等）未采取措施。（2）煤与瓦斯突出的预兆分为无声预兆和有声预兆两类。无声预兆：如支架来压、掉碴、煤面外鼓、片帮、瓦斯浓度突然增大、瓦斯涌出忽大忽小及打钻时出现喷孔、顶钻等现象。有声预兆：煤体出现劈裂声、炮声、闷雷声。综上所述，关于
45、瓦斯的5种风险辨识，经过专家组讨论均列为瓦斯风险评估对象（附表1）。3.2.4 矿井瓦斯防治风险评估1.瓦斯爆炸瓦斯爆炸时，将影响全矿井安全。爆炸生成的高温、高压、冲击波，导致人员伤亡、设备损坏、支架损毁、顶板冒落、通风构筑物破坏，引起矿井通风系统紊乱。爆炸生成的有毒有害气体，伴随风流蔓延，导致较远距离人员伤亡。爆炸在一定条件下会诱发火灾，引发二次及多次爆炸，爆炸冲击波卷扫巷道积尘，可能引发煤尘爆炸连锁反应，造成更大的灾难性事故。2.瓦斯燃烧瓦斯燃烧容易导致作业人员烧伤或中毒窒息、烧毁作业场所的电气设备与支护体、引发连锁灾害（瓦斯、煤尘爆炸、冒顶、火灾等）。3.瓦斯窒息井下老巷、水仓、钻场、掘
46、进工作面爆破等地点容易造成有毒、有害气体积聚、改变风流方向、长时间在含有炮烟的空气中作业、瓦斯异常涌出冒顶引发自然发火或误入盲巷等情况会引起瓦斯窒息。瓦斯无色无味，不易被人发现。由于瓦斯的大量存在，使空气中的氧气浓度大大降低，当氧气浓度低于一定浓度时,人就感觉呼吸困难、窒息，直至死亡。4.瓦斯超限矿井各采、掘工作面瓦斯涌出异常、巷道冒顶、发生瓦斯喷出、瓦斯突出、采空区内大量瓦斯泄漏、供风量不足、钻孔释放瓦斯等意料外的瓦斯异常涌出，具有突然性和不可预见性，会造成瓦斯超限事故，危险矿井安全生产。5.煤与瓦斯突出煤与瓦斯突出有哪些危害：（1）破坏通风设施，通风系统，摧毁采掘空间，损坏机电设备；（2）喷出大量的煤岩能堵塞巷道，造成煤岩埋人事故；（3）涌出的瓦斯造成人员窒息，瓦斯燃烧和爆炸事故；（4）严重影响单产单进，造成经济效益大幅下降。综上所述，对瓦斯的5种安全风险进行评估、计算（附表2），经专家组讨论有3种列为重大风险（附表3）。3.2.5 矿井瓦斯防治重大安全风险管控措施1.预防瓦斯爆炸管控措施（1）采掘工作面必须全部实行独立通风，严禁出现不符合煤矿安全规程规定的串联通风。井下所有掘进工作面都必须安
