《煤矿2012度灾害预防和处理计划》

XX县XXXX煤矿灾害预防和处理计划（2012年度）编制日期二0一一年十二月二十五日XX县XXXX煤矿灾害预防和处理计划编制人技术负责人生产副矿长安全副矿长机电副矿长矿长企业负责人编制日期二0一一年十二月二十五日2012年XX煤矿灾害预防与处理计划会审表参加部门签字日期参加部门签字日期会审意见技术负责人意见签字日期矿长意见签字日期目录第一章概况6一、矿井位置、范围及交通6二、地形地貌及气候条件61、地形地貌62、气候条件73、水系及主要河流7三、矿井开采技术条件71、地层及地质构造72、煤层83、水文地质条件94、其他开采技术条件14第二章生产现状15第一节矿井开拓与开采现状15第二节矿井系统情况15一、矿井通风方式15二、矿井安全监测系统16三、矿井供电系统16四、矿井运输提升系统16五、矿井排水系统情况17六、矿井防灭火系统17七、抽放17八“三条生命线”17第三章采掘工作计划与保障措施17一、工作计划17二、保障措施18第四章救灾组织机构21一、救灾组织机构成员21二、工作职责22三、灾变通知顺序23第五章矿井灾害分析23一、瓦斯危险性分析231、煤与瓦斯突出危险24突出危险性分析24致因因素242、瓦斯爆炸危险性分析261）瓦斯爆炸的危险性262）致因因素分析273、瓦斯窒息危险性分析30瓦斯窒息的危险性30瓦斯窒息事故致因因素31二、矿井透水危险性分析321、透水危害性分析322、透水原因分析32三、冒顶片邦危险性分析331、冒顶片邦事故的危险性分析332、冒顶片邦事故的原因分析34四、矿井火灾危险性分析371、火灾危害性分析372、火灾原因分析37电气引火38爆破引火38其它引火38五、煤尘危害性分析391、煤尘危害性392、产生粉尘的主要原因39六、井下爆破危害性分析401、井下爆破危害性402、引起爆破事故的致因因素40七、电气设备危险性分析401、电气设备危险性402、致因因素41第六章重大灾害预防措施42一、预防瓦斯事故42一）加强通风管理工作42二）瓦斯治理43二、防冒顶事故的预防和处理计划46三、水害防治47四、预防机电设备事故49五、预防运输事故50六、预防火灾事故51一）外因火灾的防治51二）内因火灾的预防与处理53七、防尘54八、预防爆破事故55第七章各类灾害事故的处理及灾区人员的自救和撤退57第一节事故汇报程序与形动方案57一、事故汇报程序57二、行动方案58第二节各类事故的处理措施59一、水灾事故的处理59二、火灾事故的处理60三、瓦斯、煤尘爆炸事故处理61四、冒顶事故的处理62五、停送电排放瓦斯63XX煤矿2012年度灾害预防和处理计划第一章概况一、矿井位置、范围及交通XX县XXXX煤矿位于XX县城以北XX镇金竹村XX附近，距县城平距约72公里。矿区至松坎约70公里，并与201国道、川黔铁路、遵崇高等级公路相连。矿区至南川约38公里。矿区地理坐标为东经10701431070211，北纬284502284730。交通较为方便。该煤矿由6个拐点圈定，走向长约33KM，倾斜宽约064KM，面积为2004KM2，开采标高在1000M400M之间。XXXX煤矿位于XX县城以北XX镇金竹村XX附近，距县城平距约72公里。矿区至松坎约70公里，并与201国道、川黔铁路、遵崇高等级公路相连。矿区至南川约38公里。二、地形地貌及气候条件1、地形地貌XX煤矿地处大娄山脉北东向延伸部位，地形起伏大，山峦叠嶂，沟谷纵横，多为坡地，平地少。属构造剥蚀中高山山地地貌。区内海拔标高一般在4001294M，相对高差一般在894M；矿区南则为XX镇，属河谷地貌，地势较低，羊磴河在此由东向西迳流。当地最低海拔标高为矿区南部的羊磴河河床，海拔标高400M（为矿区最低侵蚀基准面），地势总体呈东高西低的趋势。2、气候条件矿区属中亚热带季风性湿润气候区，区内气候特征为冬季寒冷，夏季凉爽，雾雨时间长，空气湿润，降雨充沛，在冬季一般有34个月的间隙冰冻期。据XX县气象局多年气象资料统计，年平均气温147，极端最高气温375（1952年7月3日），极端最低气温69（1977年1月30日），年平均无霜期265天，年日照时数111013小时，地势较高地区有雨雾、冰冻和倒春寒等灾害性天气，年平均降水量为10571，丰水期多集中在59月，占全年降水量的7050，平水期为4月、11月，降水量占全年的1232，枯水期为12月至次年3月，占全年降水量的1716。年平均蒸发量为4092，年平均相对温度为79，各月平均相对温度变化不大。3、水系及主要河流矿区南侧为XX镇，属河谷地貌，地势较低，羊磴河在此由东向西迳流。三、矿井开采技术条件1、地层及地质构造1）地层矿区内出露的地层自下而上有二叠系中统栖霞组（P2Q）、茅口组（P2M），上统龙潭组（P3L）、长兴组（P3C），三叠系下统夜郎组（T1Y）、茅草铺组（T1M）及第四系（Q）。2）地质构造矿区位于黄平坝复向斜之水箐坝向斜西翼南段，地层呈单斜产出，倾向100120度，倾角为5565度，平均为60度左右。矿区南部发育一条走近南北向断层F1，该断层在矿区内延伸约15公里，断层倾向北北西向,倾角70度左右,该断层落差大于20米,推测为一逆断层，该矿主平硐已揭露到F1断层。目前该矿630井巷已揭露到一断层点，其断层性质不明，断距不详。矿区内地质构造复杂程度属中等类型。2、煤层1）煤系地层含煤地层为二叠统龙潭组，即C1、C2、C3号煤层，可采煤层总厚度平均37M。2）矿区煤层可采煤层矿区主要可采煤层为C1、C2、C3号煤层，现分述如下C3煤层位于龙潭组中上部，上距煤系地层顶界914米，厚090140米，平均108米。直接顶板为深灰色泥岩，底板为粘土岩（见煤层特征表111）。C2煤层位于龙潭组下部，上距C3煤层底界2028米，平均25米左右，下距龙潭组与茅口组界线约1822米不等，煤层厚130140米，平均136米。直接顶板一般为深灰色泥岩，底板多为粉砂质泥岩、泥岩。C1煤层，位于龙潭组底部黄铁矿粘土岩之上，距龙潭组与茅口组界线约34米。层位稳定，呈层状产出，连续性好，厚度115135米，平均125米。变化系数1670，为较稳定的薄至中厚煤层。直接顶板为泥岩（伪顶）及黑色炭质泥岩，往上为灰深灰色中厚层细晶灰岩直接底板为黄铁矿粘土岩。煤层特征表（表212）顶底板岩性煤层编号煤层厚度（M）煤层倾角（）煤层间距（M）煤层结构煤层稳定性顶板底板备注C310855简单稳定泥岩粘土岩可采25C213655简单稳定泥岩粉砂质泥岩、泥岩可采C112655165简单稳定泥岩粘土岩可采3、水文地质条件含水层三叠系下统茅草铺组（T1M）岩溶裂隙含水层大面积出露于矿段内。岩性主要为浅灰色灰色中厚层状细晶灰岩，夹薄层泥灰岩及泥质灰岩，厚度大于350M。见泉水点1个。其泉水流量为020/S，出露标高1085M。三叠系下统夜郎组九级滩段（T1Y3）第三亚段（T1Y33）出露于勘探区西部。紫红、灰绿色泥岩、泥质粉砂岩夹钙质泥岩及少量薄至中厚层泥灰岩。含瓣鳃类动物化石。厚大于25M。地表调查未见泉水点。该层地形为斜坡，具自然排水条件，补给条件差，以致富水性弱，相较而言，可视为隔水层。三叠系下统夜郎组九级滩段（T1Y3）第二亚段（T1Y32）大面积出露于勘探区内。灰色薄至中厚层状微细晶灰岩及泥质灰岩，含腕足类动物化石。厚144161M。调查泉水点1个，其泉水流量为102/S，出露标高1040M。矿段及其附近区域地面岩溶发育，主要为补给区。大气降水主要以集中补给为主，补给方式为注入或灌入。该段地下水同样存在两种类型，一为上层滞水，具当地补给当地排泄，出露泉点流量小，富水性弱至中等；另一类为岩溶裂隙水，主要以集中排泄为其特点，泉流量大，富水性强。该层处于矿床的间接顶板位置，虽然富水性强，但由于其下有厚层隔水层相阻，天然条件下与矿床充水无关。三叠系下统夜郎组玉龙山段（T1Y2）及二叠系上统长兴组（P3C）岩溶裂隙含水层玉龙山段和长兴组岩性和富水性相近，且二层之间仅有1119M厚的沙堡湾段（T1Y1）隔水层相隔，岩性为浅绿色钙质泥岩。T1Y1受外力的作用下易发生变形和破坏，并失去隔水性。故将玉龙山段和长兴组视为同一含水层来进行研究，统称“T1Y2P3C”岩溶裂隙含水层。玉龙山段（T1Y2）在矿段内未见出露。露头区主要分布于外围以东，呈长条形展布。地表地形为斜坡，其间发育近东西向的一些小规模冲沟。岩性主要为浅灰灰色灰岩，中部偶夹薄层泥灰岩及泥质灰岩，厚度为131174M。根据区域水文地质普查、地表调查及钻孔简易水文地质观测资料，分析认为该层富水性中等。长兴组P3C矿段内未见出露。露头区分部在矿段外围以东，地形主要为陡坡、陡崖。岩性主要为灰深灰色灰岩、含隧石结核灰岩，厚度为5868M。地表调查未见岩溶现象。地下水接受补给方式主要以大气降水面状渗入为主，补给条件差。综合上述资料分析认为，“T1Y2P3C”层地下岩溶较发育，地表不发育。地形条件不利于大气降水的入渗补给，补给条件差。地下水存在类型为上层滞水、岩溶裂隙水。富水性中等。经查明“T1Y2P3C”层底界至全区稳定可采煤层C3距离约40M。未来采空塌陷会影响到“T1Y2P3C”层。从空间上看，该层构成了矿床之间接板充水含水层，未来采空塌陷对该层中地下水对矿床充水影响大。二叠系上统龙潭组（P3L）裂隙含水层露头区于矿段西面，呈长条形展布。岩性主要为浅灰色泥岩夹细砂岩、粉砂岩、粘土岩；深灰、灰黑色泥岩、灰岩、泥灰岩、煤层及煤线等，底为粘土质硫铁矿层，厚度7990M。含稳定可采煤层C1、C2、C3，该层含水空隙不发育，露头区为斜坡，具自然排水条件，补给条件差，含裂隙水，富水性弱。由于可采煤层赋存于其中，故构成了矿床顶板直接充水含水层。在未来采掘过程中，该层将被坑道大面积破坏，届时地下水可直接进入井巷成为矿床充水因素。二叠系中统栖霞茅口组（P2MQ）岩溶裂隙含水层露头区分布于矿段外围以西，地形主要为陡斜坡或陡崖地。岩性主要为浅灰色、深灰色中厚层状细晶灰岩、沥青质细晶灰岩，中上部间夹隧石团块，厚度250M。调查泉水点1个，流量为02/S，标高1085M。该层露头区为陡崖，补给条件差。大气降水以面状渗入的形式补给。地表岩溶发育。地下水以岩溶裂隙水存在，富水性强，但具不均一性。该层下伏于全区稳定可采煤层C1之下，顶界距C1煤层249457M。空间上看，已构成了矿床的间接底板充水含水层。未来开采过程中，采面低于该层地下水位以下时，在水头压力作用下，其内地下水将可能沿断裂破碎带、岩溶裂隙带、临界隔水厚度带等处向矿坑产生突水，成为矿床充水水源。根据富水性、突水可能性及威胁危害性等多方面综合分析，认为该层应为矿床的主要充水含水层。（2）隔水层三叠系下统夜郎组九级滩段（T1Y3）第三亚段（T1Y33）出露于勘探区西部。紫红、灰绿色泥岩、泥质粉砂岩夹钙质泥岩及少量薄至中厚层泥灰岩。含瓣鳃类动物化石。厚大于25M。地表调查未见泉水点。该层地形为斜坡，具自然排水条件，补给条件差，以致富水性弱，相较而言，可视为隔水层。（3）、断层导水性矿区南部发育一条走近南北向断层F1，该断层在矿区内延伸约15公里，断层倾向北北西向,倾角70度左右,该断层落差大于20米,推测为一逆断层，矿主平硐已揭露到F1断层。该断层对煤层已造成破坏，由于F1断层位于主平硐附近，且已经揭露多年，对矿体的开采破坏不大。矿区内除F1断层外，目前虽未发现大的断裂构造，但煤系地层常发育较小的构造裂隙，这些构造裂隙破坏了地层的完整性、连续性，降低了岩石的力学强度，塑性岩石中这些破碎带含水性和导水性不强，刚性岩石中断层破碎带有一定含水性和导水性，可能连通含煤地层上部的中强含水层或地表水，加之未来深部矿床开采中，人工采矿裂隙大量出现，改变了构造裂隙带附近应力场和地下水的天然流场，地表水、地下水可能沿断裂带进入矿井。（4）、水文地质类型该矿区矿床部份位于当地侵蚀基准面（400M）以上，冲沟发育，地形有利于自然排泄。矿井地质构造中等，该矿为裂隙充水矿床，水文地质条件中等。（5）、矿井充水因素矿床充水主要取决于以下因素充水水源、充水通道。充水水源主要有大气降水、地表水、孔隙裂隙水、老窑采空区积水充水通道主要是自然充水通道、人工充水通道（6）矿井正常涌水量20M3/H，最大涌水量为60M3/H。4、其他开采技术条件煤层顶底板条件C3煤层直接顶板为深灰色泥岩，底板为粘土岩；C2煤层直接顶板一般为深灰色泥岩，底板多为粉砂质泥岩、泥岩。C1煤层直接顶板为泥岩（伪顶）及黑色炭质泥岩，往上为灰深灰色中厚层细晶灰岩直接底板为黄铁矿粘土岩。瓦斯该矿未作瓦斯等级鉴定工作，贵州省煤炭管理局文件，黔煤行管字2005269号，对遵义市煤矿2005年度第一批矿井瓦斯等级鉴定报告的批复。该区域瓦斯含量较高。同时，根据345号文件规定，在未作煤与瓦斯突出鉴定前，本矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。在生产过程中及时补作瓦斯等级鉴定工作，并加强矿井通风，采取有效的预防措施，防止矿井瓦斯聚集，严格执行煤矿安全规程的有关规定，保证矿井安全生产。煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室提供的C1煤尘爆炸危险性鉴定，C1煤尘有爆炸性危险性。C2、C3煤层未作煤尘爆炸危险性鉴定，建议矿方及时补作C2、C3煤尘爆炸危险性鉴定。煤的自燃性根据贵州省煤田地质局实验室提供的C1煤层煤炭自燃倾向性鉴定，C1煤层煤炭自燃倾向为级，即不易自燃。C2、C3煤层煤炭自燃倾向为级，即自燃煤层。煤与瓦斯突出根据中国矿业大学对该矿煤与瓦斯突出鉴定报告，716米以上C3煤层为突出煤层，C1、C2不突出，本矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。第二章生产现状第一节矿井开拓与开采现状该矿井设计生产能力为15万吨/年，2011年5月验收后转为合法的生产矿井。XX煤矿采用平硐开拓，设有主平硐、副平硐和回风平硐三个井筒，现布置有11101和11103工作面，现11101工作面即将采完收尾，11103工作面现已辅好架准备进行回采，11104工作面为准备工作面，现正准备中。第二节矿井系统情况一、矿井通风方式矿井采用边界并列式。通风方法为机械抽出式。矿井通风系统为450M标高平硐作为矿井的主平硐，利用原630平硐作为矿井的副平硐，765M标高平硐作为矿井的回风平硐。630M765M轨道上山、溜煤上山、回风上山，采用联络巷连接，形成生产系统，布置有11101和11103工作面，接替工作面为11104回采工作面。通风线路11101采煤工作面新鲜风流从主（副）平硐运输大巷车场溜煤上山（轨道上山）720M进风石门11101工作面运输巷11101工作面回风巷765M回风石门765M回风大巷回风平硐引风道地面。掘进工作面新鲜风流从主（副）平硐车场局部通风机掘进工作面回风石门回风平硐引风道地面。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。二、矿井安全监测系统安全监测采用KJ90型系统，监测监控覆盖范围矿井所有采、掘、巷修作业地点、回风井、主要风门、局扇、地面主要通风机房等均进行了瓦斯监控、开停监控、风速、负压监控等。三、矿井供电系统该矿井一回路电源由湾塘电厂10KV，发电机容量9600KVA，35KV变电站引入矿区（长度4KM,导线型号LGJ70），矿井另一回路羊蹬镇35KV变电站引入矿区（长度8KM,导线型号LGJ70），作为备用电源以保证矿井供电安全、可靠。四、矿井运输提升系统本矿井采用平硐开拓方式，共有三个井筒，即450主平硐、630副平硐和765回风平硐。井下布置有轨道上山、溜煤上山和回风上山。765M、730M水平煤经溜煤上山自溜至450M仓，用电机车经主平硐运输到450M井口储煤场。材料经630副平硐运输到630车场经绞车运输到630M和平部队765M水平，经人力运送到各作业地点。五、矿井排水系统情况矿井为平硐开拓，现所有作业地点都布置在630副平硐以上，矿井涌水经自流到主、副平硐水沟再自流了同井口一到地面。六、矿井防灭火系统在工业场地南面910M标高上布置有300M井下防尘、消防水池一座。由910M标高的300M井下消防水池敷设DN100一趟至井下，向井下供水，井下最高用水点标高765M，几何高差为55M，大于35M，因此，以静压供水方式向井下供水。七、抽放现矿井已建立瓦斯抽放站，有高低负压瓦斯抽放泵三台，两路管路铺设到了各作业点。根据上级文件精神，为认真落实“四位一体”的防突措施，现矿井瓦斯抽放系统已完善。八“三条生命线”“三条生命线”已按设计要求已安装到位。第三章采掘工作计划与保障措施一、工作计划XX煤矿设计生产能力为15万吨/年，XX煤矿采用平硐开拓，设有主平硐、副平硐和回风平硐三个井筒，现布置有11101和11103工作面，现11101工作面即将采完收尾，11103工作面现已辅好架准备进行回采，11104工作面为准备工作面，现正准备中，计划在2012年3月布置好。2012年的计划是掘进计划为4200M，原煤产量135万T/A。二、保障措施1、回采工作面采用伪倾斜柔性掩护支架采煤方法，为使新的采煤工艺取得圆满成功，我矿必须严抓现场施工管理，确保工程质量与安全。2、规范矿井建设，完善矿井提升、运输、通风、压风、防尘、排水、供电、通讯系统，符合设计要求。认真落实开采计划。3、强化企业职工队伍建设。对矿井的从业人员和管理人员配置要达到指导意见规定的学历、专业技术职称和数量，建立完善的管理体系，并定期进行强化培训工作和复训工作。同时抓好煤矿从业人员的考核和培训工作，持证上岗率达百分之百，安全教育培训合格率达百分之百，新工人上岗前按规定签订合同。4、加强安全文化建设，倡导以人为本的安全文化理念，加强企业人文环境和生产现场的本质安全文化建设，搭建煤矿安全文化平台，营造浓厚的煤矿安全文化氛围，坚持安全第一，生产第二。5、严格执行煤矿从业人员准入标准，严格执行对煤矿负责人、安全管理人员、专业技术人员、特种作业人员的文化程度、工作经验、接受培训等准入。加大对专业技术人才的培养，不断提高员工的思想素质和业务技术水平；提高从业人员的待遇，吸引人才，留住人才。6、加强安全基础管理。完善管理机构和制度，落实责任制，加强现场管理、技术管理、坚持领导带班入井制度，加强基层班组建设，严格按照定编、定额、定员组织生产。7、加大安全投入，提升煤矿系统装备本质安全程度，不断增加“一通三防”、防治水、顶板管理等系统装备安全水平。严格矿用设备安全管理，严把矿用设备安全准入关，井下机电设备必须取得安全标志后方可入井，严格矿井的设备检测制度。积极推广运用先进的技术、工艺、设备，淘汰落后的产品、工艺和超期限服役的设备。8、打好瓦斯治理攻坚战，坚决落实“先抽后采，监测监控，以风定产”的瓦斯治理方针。根据上级有关文件指示精神，结合我矿的实际情况，为了更好地搞好我矿防突工作，必须优化防突队伍，健全防突管理机构，严格落实“四位一体”的防突措施。8、认真落实防治水工作，坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的水害防治原则，落实“防、堵、疏、排、截”五项综合治理措施，对不按要求落实探放水措施的责任人，按有关制度和法规严惩。10、煤矿成立以矿长孙贵富同志为组长的雨季“三防”工作领导小组，为了搞好“雨季三防”工作，确保矿井安全生产，领导小组组长、副组长二十四小时轮流值班，以便及时掌握和处理防洪抢险期间的险情，正确指挥防洪抢险工作；供应部门准备好足够的防洪抢险物质，保证防洪抢险的各类器材库存充足，不影响防洪工作的顺利进行。在雨季来临前，雨季“三防”领导小组成员对本矿地面及临近矿井认真开展巡查工作，发现险情及时组织人员处理，确保矿井平稳度过汛期。11、加大对煤尘、火灾、顶板、瓦斯治理力度。优化井下作业环境。做到系统合理，设施可靠；井下有害气体、风速、温度、噪声符合煤矿安全规程规定，减少职业危害。完善应急预案，提高防范自然引发事故的能力。12、创新安全管理模式，实现管理本质安全化。推行本质安全管理体系。加强安全基础管理。深入开展隐患排查治理，落实班组、区队的隐患排查治理责任制，做到隐患排查治理规范化和制度化。13、深入开展隐患排查治理。对所有重大隐患都必须逐条做到治理责任、措施、资金、期限和应急预案落实到位。隐患排查治理工作领导小组每周进行一次隐患排查工作，每次隐患排查后必须组织相关管理人员召开会议，经讨论分析，针对查出的隐患，制订好整改方案及处理措施，并逐条责任到人进行治理，严格要求隐患整改的责任人认真落实，限期整改到位。在整改过程中，矿领导必须加强技术指导和管理。对每次查出的整改项目建立台帐，倡导群众监督，做到群防群治。达到查清隐患，从严治本的目的。整改结束后，由矿长组织验收组进行验收，对验收不合格的必须重新整改。第四章救灾组织机构一、救灾组织机构成员指挥长孙贵富（矿长）手指挥长邓世友（法人代表）手风云（业主代表）手维靠（总工程师）手家强（安全矿长）手机赵胜华（生产矿长）手机娄必富（防突副矿长）手健民（机电副矿长）手文林（后勤副矿长）手员郑建新（技术科长）手中海（安全科长）手胜华（生产科长）手义泽（通防科长）手林祥（机电科长）手机梁正乔（防突队长有安全员、瓦检员、电钳工、司机羊磴安监站电话县应急救援电话领导小组所有人员在接到事故电话后，要按各自职责立即就位。下设办公室和三个工作组由严声明任办公室主任各队队干执行组长、副组长指令，积极组织本队职工参加事故抢救。抢险组队长孙贵富副队长魏家强成员娄必富、易维靠、郑建新、赵胜华、娄必富、谢中海、梁正乔等同志组成机电组组长赵健民成员贺林强、张承华后勤组组长李文林成员司机和后勤工作人员二、工作职责总指挥负责救灾工作的指挥决策，临时工作安排。副指挥在总指挥的领导下负责一方面的组织协调工作。总指挥缺位时由副指挥代行总指挥职责。生产副矿长负责事故抢救的现场指挥，执行组长指令。安全副矿长负责事故抢救过程中的安全工作，执行组长指令总工程师负责事故抢救的技术工作，协助组长制定事故抢救方案，组织编制有关事故抢救的安全技术措施,执行组长指令。机电副矿长负责事故抢救过程中停、送电等有关机电方面的工作，执行组长指令。成员抢险组在总指挥的安排下负责井下救灾抢险工作，救灾时分成两个小队，一队进入灾区救灾，另一队预备，分两班轮流工作。后勤组按计划要求备齐材料、设备，负责事故抢救所需物资供应。负责救灾物资的供应，伤员救护，地面组织协调工作。三、灾变通知顺序调度室接到事故电话后，立即按所列顺序通知到人，并作好记录。被通知人员接到电话后立即参加事故处理。第五章矿井灾害分析根据XX煤矿自然安全条件、水文地质条件、人的不安全行为和安全生产管理水平、矿井安全装备，以生产工艺流程为主线，并根据具体的作业条件、方式、设施及周围环境等特点，进行全面调查，综合考虑，识别出矿井生产的主要危险、有害因素为瓦斯、透水、冒顶片邦、火灾、煤尘、爆破和电气设备伤害等。一、瓦斯危险性分析矿井瓦斯灾害分四类，即瓦斯爆炸、煤与瓦斯突出、瓦斯燃烧和瓦斯窒息。1、煤与瓦斯突出危险煤与瓦斯突出是一种极复杂的矿井瓦斯动力现象，到目前为止，对各种地质开采条件下突出发生的规律还没有完全掌握。因此难以防治它，必须引起足够重视。（1）突出危险性分析1）煤与瓦斯突出时突然抛出大量的煤可能将突出地点甚至与其相联的其它地点的人员埋没，造成人员死亡。2）突出涌出大量的瓦斯，造成瓦斯所经过的流域内的人员因缺氧而窒息伤亡。3）突出时强大的动力效应，将破坏巷道、采掘设备，造成财产损失。4）强大的突出，其突出冲击波可能破坏矿井通风设施和通风系统，造成大范围内的人员受到伤害，也可能因瓦斯窜入其它地点，遇上火源可能引起瓦斯爆炸，或继续引起煤尘爆炸，造成更大的灾难。5）突出形成的孔洞，将给突出地点原有工程的继续造成严重的安全隐患；煤矿煤层具有自燃危险，其突出孔洞可能发生自燃、导致矿井火灾。致因因素矿井所在煤田均含高瓦斯，尚未做煤与瓦斯突出危险性鉴定。分析导致瓦斯突出事故的主要危险因素有1）若矿井没有配备防突专业技术人员，不可能很好地编制“四位一体”的防突措施，并针对性地选择防突卸压措施；没有建立专门的防突施工队伍实施防突技术措施，矿井容易发生突出。2）若矿井没有建立并认真组织落实、执行的完善的防突管理体系（防突管理机构、防突管理制度、防突队伍建设、井下防突地点的防突管理牌板、允掘标志、防突施工台帐、允掘通知单等），有可能发生突出。3）在具有煤与瓦斯突出危险的采掘地点组织施工作业时，若不编制防止煤与瓦斯突出的“四位一体”综合措施，或措施编制不完善，以至防突卸压措施不到位，防突管理不到位，可能导致突出。4）若矿井无防突装备（防突钻机、瓦斯抽放系统、突出预测预报工具等），或装备不完善，矿井不能正常对突出地点实施防突卸压措施，或在采取卸压措施后，没有进行措施效果检验，突出危险性没有根本消除，可能发生突出。5）矿井没有做好瓦斯地质工作，容易误透煤层发生突出。6）若矿井井下没有按标准要求建立反向风门、避灾硐室、防逆流装置等安全防护设施，发生突出后，可能扩大灾害范围、扩大事故。7）若矿井没有实施远距离放炮，发生突出后，可能扩大灾害范围、扩大事故。8）矿井地质变化大，断层、褶皱多，煤层厚度、倾角变化大，产状不稳定，经常出现压薄带、煤包，容易发生突出。9）巷道布置不合理，易于形成应力集中带，在集中带内采掘，容易造成突出。10）石门揭煤频繁，容易突出。11）回采工作面顶板岩性好、坚硬、不易垮落，悬顶面积过大时，容易发生突出。12）煤层倾角较大时，掘进上山，不利于打钻卸压，容易发生突出；并且，倾角大，煤的自重的作用有利于突出的发生。13）全煤巷掘进，断面过大时，容易突出。14）回采工作面支护质量差，上下安全出口断面小，机巷、风巷或其它安全通道受压变形未及时修理、断面小，当发现突出预兆后，人员逃离不畅，可能扩大事故。15）工作面倾角增大（煤可自溜），没有两个下安全出口时，若工作面突出，可能扩大事故。16）若矿井没有对职工进行安全培训，或培训没有到位，职工防突知识不足，则会因不熟悉突出预兆、不能识别作业地点存在的突出危险性，而不能及时撤退到安全地点，导致突出伤亡人员；安全培训不到位还可能导致职工防突意识淡薄，不能很好地按防突措施要求进行施工，最后导致突出。2、瓦斯爆炸危险性分析1）瓦斯爆炸的危险性1煤矿瓦斯爆炸或者瓦斯与煤尘爆炸是造成煤矿重大、特大事故的主要原因之一，瓦斯爆炸或者瓦斯与煤尘爆炸的危害性极大。2爆炸产生的高温不仅会烧伤人员，毁坏设备，还可能引燃井下的木支架和其它可燃物，引起井下火灾，或引起瓦斯爆炸和煤尘爆炸。3爆炸产生的高压形成的强大的冲击波可能推倒支架，损坏设备，造成巷道或工作面顶板垮塌，使矿井遭受严重破坏。4爆炸会产生大量的有害有毒气体，造成人员中毒而死亡。5瓦斯爆炸可能破坏矿井通风系统，有害气体扩散区域增加，扩大事故。2）致因因素分析（1）煤矿可能存在以下导致瓦斯爆炸事故的致因因素，在今后的生产过程中必须采取措施，及时消除这些因素。（2）井煤层瓦斯含量高，未进行抽放，瓦斯涌出量大，井下空间瓦斯积聚的速度快，易发生瓦斯爆炸。（3）采煤工作面各煤巷掘进工作面掘进煤巷时，如果局扇正常供风，不会引起瓦斯积聚，一般瓦斯浓度在06以下。但掘进工作面局扇因故停风时，或全矿停电导致停风以后，煤巷掘进工作面大量积聚瓦斯，瓦斯浓度一般都能达到爆炸界限。（4）采煤工作面计划采用柔性掩护支架采煤法回采，工作面能构成全负压通风，采面下出口及工作面瓦斯不会超限。但采面上隅角瓦斯浓度相对较高，有可能达到爆炸界限，采煤工作面上偶角容易发生瓦斯爆炸。（5）掘进工作面局部通风机停止运转、风筒末端距工作面较远、风筒漏风太大或局部通风机供风能力不足，以致风量过小或风速过低，造成瓦斯容易积聚；另一方面，放炮、掘进机械、局部通风机、电钻等的操作管理如不符合规定，则易于产生高温火源。（6）矿井通风系统不合理、不稳定、不完善。如总进风巷与总回风巷之间的联络巷道不安装控制风门或控制风门不符合通风质量标准，可引起矿井风流短路，易造成瓦斯积聚或瓦斯爆炸，甚至可能造成事故范围的扩大。（7）主要通风机随意停开易引起瓦斯积聚发生爆炸。（8）矿井通风网路长，通风阻力大或主要通风巷道垮塌后未及时修复处理易造成瓦斯积聚与爆炸矿井主要通风机通风能力不足、超通风能力生产，易引起瓦斯积聚与爆炸。（9）局部通风管理不到位，造成掘进工作面微风、甚至无风，易导致掘进工作面瓦斯积聚与爆炸；局部通风机吸循环风、不合理的串联通风易导致瓦斯积聚与爆炸。（10）废弃的巷道和盲巷没有及时封闭，可能导致瓦斯积聚与爆炸井下采掘作业地点、机电硐室，以及密闭、栅栏没有挂牌检查瓦斯，或检查仪器存在故障，可能导致瓦斯积聚与爆炸。（11）井下煤巷、半煤岩巷掘进工作面未装设甲烷传感器，不能实现风电、瓦斯电闭锁，经常瓦斯超限作业，易引起瓦斯爆炸。（12）巷道贯通时无贯通安全措施，未排放被贯通地点的瓦斯，亦可能引起瓦斯爆炸排放瓦斯无措施、排放措施不完善，或未认真按排放瓦斯措施执行，则排放过程中可能发生瓦斯爆炸。（13）井下使用非防爆电气设备，电缆连接有明接头或电缆连接使用非防爆接线盒，防爆电气设备失爆、矿灯失爆，采掘工作面煤电钻未使用综合保护装置等，均可能产生电火花导致瓦斯爆炸井下搬运带电设备、带电电缆，以及带电检修电气设备、带电更换照明灯泡，矿灯携带者在井下随意拆卸灯头，均容易产生电火花、引爆瓦斯。（14）井下使用明火、电焊，携带易燃物品下井，穿化纤衣服下井均有引发瓦斯爆炸的危险。（15）井下爆破使用非煤矿许用的秒延期电雷管和岩石铵梯油炸药或变质炸药，放炮时有引发瓦斯爆炸的危险井下放糊炮，不使用炮泥充填或充填质量不符合要求，则可能产生爆燃引爆瓦斯。（16）放炮母线未分开悬挂、有明接头，或多地点共用放炮母线，易产生火花引爆瓦斯。（17）井下使用动力电源启爆，易引起瓦斯爆炸。（18）回采工作面连续放炮，下安全出口可能被煤堵塞，导致工作面、回风巷内瓦斯积聚，进而可能导致瓦斯爆炸。（19）矿井采取抽出式通风，掘进工作面采用局部通风机压入式供风，局部通风机因故停运后，掘进工作面气压下降，煤壁和所存在的其它孔洞内的瓦斯急剧涌出，加快了瓦斯积聚速度，易发生窒息事故。（20）矿井主要通风机未实行双线路供电，井下局部通风机没有实行“三专”供电时，若矿井供电设备和电气设备老化，容易出现供电故障、引起停风，容易导致瓦斯积聚与瓦斯爆炸；采用局扇供风且使用电气设备的采掘工作面未实行“两闭锁”时，有可能因瓦斯积聚同时又开停设备时导致瓦斯爆炸。（21）井下巷道高冒顶空间积聚大量瓦斯，亦有导致瓦斯爆炸的危险。（22）在处理火灾的过程中和在火区附近施工的地点,瓦斯泄出可能导致瓦斯爆炸。（23）矿井进、回风井口附近存在烟火，如遇井下发生突出，可能导致瓦斯爆炸。（24）掘进工作面因故停风后，恢复通风拓排放瓦斯时，会排出大量瓦斯进入回风系统，如果排放风量控制得不好，也会引起瓦斯超限，有较大危害。3、瓦斯窒息危险性分析瓦斯窒息的危险性矿井空间瓦斯浓度（或二氧化碳）的上升会导致氧气含量的减少。瓦斯浓度达到43而氧气含量降低到17时，人在工作时就会出现喘息、心跳、呼吸困难；氧含量降低到1012时，人将失去理智，生命受到严重威胁；在氧含量为69时，人在短时间内就会失去知觉、窒息死亡。瓦斯窒息事故致因因素1）若矿井通风系统不合理、不稳定、不完善，通风设施不完善导致风流短路、某些地点微风甚至无风，又长时间没有处理，则会导致瓦斯严重积聚，此时若人员误入此处，则可能造成窒息。2）主要通风机、局部通风机长时间停止运行可能导致瓦斯积聚与窒息事故。3）局部通风管理不到位，造成采掘工作面微风、甚至无风，易导致采掘工作面瓦斯积聚与人员窒息。4）废弃的巷道、已回采完毕的工作面以及盲巷没有及时封闭，可能导致瓦斯积聚与窒息事故。5）井下采掘作业地点、容易积聚瓦斯的地点、机电硐室，以及密闭、栅栏没有挂牌检查瓦斯，或检查仪器存在故障，可能导致瓦斯积聚以至人员窒息死亡。6）处于回风侧区域存在的角联巷道容易积聚瓦斯与人员窒息。7）井下巷道停止供风后，没有及时设置栅栏、警标，人员误入其间易发生窒息事故。8）所设置的栅栏、密闭不符合规定要求，人员误入盲巷或密闭内，可能造成窒息。9）采掘工作面误穿老窿或误穿未排放瓦斯的巷道，有毒有害气体突然涌出，可能造成人员中毒或窒息伤亡。10）放炮后，未经一定时间稀释、排放炮烟（有毒有害气体），未经瓦斯检查时，作业人员急于进入放炮地点，易造成中毒、窒息事故。11）采、掘工作面放炮时，回风流未设立岗哨，人员误入乏风流域，有可能引起瓦斯窒息。12）井下巷道高冒顶空间积聚瓦斯可能导致人员窒息。二、矿井透水危险性分析1、透水危害性分析透水事故分砂岩裂隙透水、断层水透水和地表水体透水。XX煤矿主要是老窑水威胁；透水往往是“蓄势待发”且来势凶猛，水中常携带大量煤块和矸石甚至有害有毒气体，容易造成作业人员被煤矸直接淹埋或中毒而致死；当矿井排水能力不足，会造成淹井事故，当受水害威胁地点作业人员来不及撤退时，还会造成人员重大伤亡。XX煤矿由于受开采影响，雨季有大量地表水渗入井下，并可能有老空积水。矿井排水系统与供电系统复杂，外线供电线路经常性故障，排水设备管理不善，排水设备不能正常排水，有可能引起淹井淹水平事故的发生。2、透水原因分析安全管理、技术管理不到位，未调查、收集、掌握矿区老窑情况和有关水文地质资料；对邻近矿井采空区和老窑资料不清，生产技术资料、图纸不全，老窑积水不明而盲目组织生产。未制定探放水安全技术措施，现场施工不探水或不严格执行探水措施。矿井制定了探放水措施，但探放水设备设施不齐，探放水工作不能实施到位。矿井抗灾能力差，排水系统能力小，水仓容量不符合规程规定，突水后排水系统遭到破坏，难以迅速抢排矿井涌水。人员素质差，不知透水预兆；未进行救灾演习，发生透水事故后作业人员惊慌失措，不能按规定路线撤退而贻误机会。矿井人员抱侥幸心理，造成违章作业和违章指挥。巷道断面小，发生透水事故时，煤矸将巷道堵塞甚至封顶，作业人员无法撤退；工作面无二个安全出口，当发生透水事故时，作业人员不能安全撤出。矿井在老窑、废弃巷道处开采，没有留设或破坏了矿井隔水煤、岩柱，又没有严格执行安全探放水措施，开采掘进没有做到安全探放水，地表水体和老窑水突然涌入矿井开采空间。三、冒顶片邦危险性分析1、冒顶片邦事故的危险性分析冒顶片邦事故在煤矿生产中发生频率高，易造成作业人员伤亡和矿井通风不畅，特别是采煤工作面发生大面积冒顶，往往会发生重大伤亡事故。顶板事故是煤矿企业发生最频繁、伤亡人数较多的主要灾害。2、冒顶片邦事故的原因分析1掘进、回采工作面未编制作业规程，或作业规程中有关支护措施不切合实际，有可能导致冒顶事故。2回采工作面过断层、过老巷没有编制专门的安全技术措施，或者措施不完善，针对性不强，工人盲目蛮干，可能导致顶板事故。3回采工作面支护不符合要求单支柱、材径小，排距、柱距过大，支柱无迎山角；没有背顶、卡帮，或背顶卡帮不严密，或空顶未支护，都存在冒顶的危险。4若采用不规范的采煤法，采空区往往不管理，木支架不撤除，任其顶板自然垮落，可能导致冒顶。5工作面遇老巷、地质变化带、顶板破碎带、应力集中地点、突出孔洞时，没有采取特殊措施加固支架，如棚子下面抬棚加固、打密集支柱、架设木垛，架设底梁等，或支护质量不合格，支护失效等会引起冒顶。6没有加强工作面上下安全出口的支护，尤其是风、机巷与上下安全出口相连接的20M范围内的巷道未加强支护，顶板来压时，形成局部应力集中可能导致冒顶。7工作面支护质量差、不利于行人，上下安全出口断面小，机巷、风巷或其它安全通道受压变形未及时修理、断面小，当发现冒顶预兆后，人员逃离通道不畅，可能扩大事故。8若工作面倾角增大，未设置两个下安全出口时，若工作面发生冒顶、片帮，可能因通道阻塞或不畅导致扩大事故。9顶板坚硬地段，回柱后顶板仍不垮落，悬顶距离超过作业规程规定时，没有停止工作面采煤，没有采取强制放顶措施，有可能发生大面积冒顶。10回采工作面、架棚巷道有断梁折柱,如不及时维修，有支架垮塌、顶板冒落的危险。回采工作面未按操作规程调架，引起工作面串矸，矸石滚落伤人或堵工作面。11架棚巷道掘进工作面放炮前未加固10M内的支架，放炮时有崩倒支架的危险，此后处理过程中又存在顶板冒落伤人的危险。12煤巷及半煤岩巷掘进支护形式不符合要求，不能承受矿山压力，顶板来压时有冒顶伤人的危险。13掘进巷道遇松软岩层或过断层破碎带时未进行前探支护，未作支护加固处理，不是采用手镐落岩煤或放小炮的方法落煤岩，有顶板、矸石冒落伤人的危险。14维修作业点或掘进工作面未支护前，若不注意敲帮问顶，有松动矸石掉落造成人员伤亡的危险。15斜井、井底车场、石门，联络巷、石门交叉口等巷道岩石破碎、松动离层，未支护，或支护不符合要求，如不定期派人处理松动矸石并及时支护，则有松动矸石掉落造成人员伤亡的危险。16回采工作面放顶前和放炮前，必须加固好工作面支架，放顶后和放炮后必须重新检查和加固支架，否则有可能出现冒顶、漏顶。17工作面出现周期来压预兆时，未采取加固工作面支护的措施，有可能出现冒顶。工作面采深过大，护顶不严会引起工作面冒顶。工作面柔性掩护支架断绳会引起工作面冒顶。18失效、变形破坏的支架未及时更换，漏顶片帮处未及时处理，有可能冒顶。19采掘过程中出现空顶，或巷道穿过高冒落区、突出孔洞时，必须及时接顶，并对永久支架进行加固。否则可能冒顶伤人。20岩巷掘进工作面未使用梯形棚、无腿棚或锚杆作为临时支护，临时支护未紧跟当头，永久支护端头距迎头超过10米，有可能冒顶。21巷道开门前，未抬好符合要求的开门抬棚，巷道贯通前未抬好牢固的贯通抬棚，有可能冒顶。22地压特别大的地段，未采取边掘边抬楼的措施，有可能冒顶。23巷道修理未编制措施，修理前方有人逗留或作业，没按由外向里逐架进行，一架未完工时，随意中止作业，每一巷道内几处同时修理，均有可能冒顶伤人。24巷道修理时支架之间未设撑筒，更换支护时，未先支设临时棚，未敲帮问顶，未处理顶帮活矸，有可能冒顶伤人。矿井维修采用“大开门”的维修方法。25矿井作业人员安全意识不强，在不安全地点休息和逗留等易造成意外。四、矿井火灾危险性分析1、火灾危害性分析矿井任一地点发生火灾，可直接引起矿井财产和资源的重大损失；燃烧时产生的有害、有毒气体，逐风流或在火风压的作用下弥漫到井下作业场所，严重威胁火灾波及范围内的作业人员生命安全，造成人员中毒死亡；火灾火源会引起瓦斯爆炸，会造成大量人员伤亡或矿井灾难性的危害。2、火灾原因分析火灾为炽热物体引发易燃物燃烧后失去控制而蔓延形成灾害性的燃烧现象。矿井火灾按发火原因分为外因火灾和内因火灾；外因火灾是由矿井易燃物燃烧引起的，内因火灾是由煤炭自身受到某些物理化学作用使煤炭自燃形成的。矿井所开采煤层为自燃煤层，该矿井下火灾的致因因素既来自有内因，也可能来自外因。该矿井引发内因火灾事故致因因素包括有煤层本身有自燃危险。适当的供氧与聚热条件。回采工作面未及时封闭或密闭不严。采用前进式开采。回采工作面推进速度缓慢。煤柱太小，煤柱容易压碎。煤巷内孔洞未作防火处理。未建立防火注浆灭火系统，或注浆措施落实不力。未有效进行气体监测。外因火灾的三要素为助燃剂、可燃物和引火源，从火灾三要素入手发现该矿井引发外因火灾事故致因因素包括有（1）电气引火1）使用非防爆电灯照明有可能引发火灾。2）使用非防爆电气设备，有可能产生电气火花，引燃可燃物造成火灾。3）电缆老化或电缆连接有明接头等,极易造成电流短路引发火灾。4）电气设备保护装置不齐全或失效，不能有效防范电气设备及线路短路，可能引发火灾。5）电缆保护不力，可能因电缆被破损引发相线短路导致火灾。爆破引火1）井下采掘工作面放炮使用非煤矿许用炸药或劣质、变质炸药，有产生矿井火灾的危险。2）井下放炮不使用水炮泥，不使用炮泥充填，或充填质量不符合要求，有可能因爆燃而发展成火灾。3）井下若使用动力电源启爆，使用固定母线放炮，放炮母线有明接头，或多地点共用放炮线，可能引起火灾。其它引火1）个别井职工安全意识不强、自我约束不严，携带烟火下井可能引发矿井火灾。2）职工穿着化纤衣服下井，可能因产生静电火花引爆瓦斯。3）矿井地面、井口不安装避雷设施，下井管线无可靠的接地保护，地面、井下有发生雷电火灾的危险。4）井下金属的撞击可能产生火花引燃瓦斯导致火灾。5）井下使用油类物、非阻燃电缆或非阻燃风筒，易于形成矿井火灾。6）矿井使用木质材料（坑木和茅柴）为巷道支护材料，随着时间的推移，木质材料易风干或腐烂，若遇明火、电气火源、放炮火焰等均可引发矿井火灾。7）矿井主要进风巷道内发生火灾时，主要通风机和通风设施不能反风，会扩大火灾的灾害程度。五、煤尘危害性分析1、煤尘危害性煤尘危险有二个方面一是参与瓦斯爆炸、扩大灾害，当矿井发生瓦斯爆炸，使井巷中煤尘飞扬而达到爆炸浓度，遇爆炸火源而发生煤尘爆炸，使灾害扩大，损失加重；二是煤尘和岩尘对人的身体健康造成危害，长期吸入呼吸性粉尘引起尘肺病，使人的肺部组织纤维失去功能而导致人员窒息死亡。2、产生粉尘的主要原因未采取综合防尘措施或措施未发挥作用；风速过大；未进行煤层注水降尘；沉积煤层清理不及时；采掘机械无喷雾降尘装置；瓦斯爆炸；干式打钻；放炮未填炮泥或炮泥长度不够未使用煤矿安全炸药或毫秒雷管；回风巷无雾化降尘措施；人员未戴防尘面罩；转载点无喷雾洒水装置或没起作用。六、井下爆破危害性分析1、井下爆破危害性井下爆破可能引起瓦斯爆炸、水灾、火灾，发生放炮崩人，炮烟中毒，瞎炮伤人，火药、雷管爆炸，冒顶、片帮等事故，造成作业人员伤亡，设备、设施损坏。2、引起爆破事故的致因因素使用的雷管、炸药不合格，炸药量未按作业规程控制，炮泥未按规定充填；雷管与炸药未分开储运，运输过程中出现强烈振动或磨擦；爆破后，没有检查或检查不彻底，未清理出爆破后火药；瞎炮处理方法不当或违章操作，放炮员未经培训，工作不负责，违章作业，放炮母线过短岗哨布置不合理；通风时间短或风量不足；放炮母线明接头多，用雷管脚线代替。七、电气设备危险性分析1、电气设备危险性防爆电器失爆、电缆短路、漏电产生电火花；遇易燃物时，会发生矿井火灾；当瓦斯达到爆炸浓度时，会发生瓦斯爆炸事故；设备漏电导致人员触电事故；无计划停电，使采掘工作面无风而积聚瓦斯；矿井主排水泵设备、电气控制设备出现故障，造成淹井事故；低压电器过热或短路而烧毁，产生高温。人员触电可能导致人员伤亡。2、致因因素由中性点直接接地的变压器直接向井下供电，漏电保护装置不能正常运行，作业人员不慎接触相线，则有触电伤亡的危险。若煤矿采用一台变压器同时往井下和地面供电，虽然中性点未直接接地，但地面、井下供电未分开，由于地面供电线路的老化、部分电器的接地，仍等效于变压器中性点直接接地，即便井下安装使用了漏电继电器，也无法正常运行，因而井下仍存在触电危险。井下电气设备保护接地不良、无主接地极，若电器设备