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山西宝源煤业有限公司灾害预防与处理计划第一章 矿井概况及计划编制原则第一节 矿井概况山西宝源煤业有限公司位于介休市义棠镇麻凹村西南，西南距介休市10km，行政区划属义棠镇管辖。地理坐标为东经11149111115032，北纬365648365800。该矿现持有山西省国土资源厅2006年11月24日为该矿颁发的采矿许可证，证号为：1400000622909，有效期为2006年11月2011年11月，井田形态呈多边形，东西长为1976m，南北宽为2100m，面积为2.2147km2。该矿西距108国道2.5km，距南同蒲铁路义棠火车站约5km，距介休火车站约10km，其间有乡镇公路（两渡镇义棠镇）相通，交通较为方便。本区地处吕梁山东麓紧临太原盆地的山前丘陵地带。井田位于汾河东岸，地形复杂，冲沟较发育，冲沟多西南向。井田内全为黄土覆盖，形成梁、垣、峁等特征的黄土地貌。整体地势为东高西低，北高南低，最高点位于井田东北部庙疙瘩附近，高程1080m，最低点位于井田西部沟谷中，高程约810m，最大相对高差270m。本井田属于黄河流域汾河水系。井田内无河流，较大的沟谷为桃沟，呈北东南西向展布，河谷宽4580m，平时为干沟，只有雨季时暴雨过后，沟中才有短暂的洪流，历年洪水位深度不超过1m，洪流由东向西流入汾河。井田西邻汾河，汾河为该区之干流，河床于南庙沟口海拔725m，于两渡镇西海拔717m；其坡度为1.6。河谷宽窄不一，该区以义棠一带最宽，谷底宽达400余m；其下游灵石一带，由于组成岩层坚硬，造成狭窄的河谷。汾河在义棠至两渡一带具有河漫滩河谷之特征，河床蛇曲于河漫滩中。矿井生产系统1、主要运输系统，主斜井辅设一部分胶带机，胶带机宽度650mm，小时运煤量200t，带速1.6m/s。2、采区运输系统0203采区运料巷采用二部JD-11.4型调度绞车运料，功率11.4KW，0203采区运输采用SPJ-650型胶带输送机四部，功率22KW，回采工作面采用SGB-620/40型刮板运输机一部，运输顺槽采用SGB-420/30刮板运输机一部，SPJ-650型胶带输送机一部.供电系统矿井现为10KV双回路供电，其中主电源引自35/10KV师屯北变电站，输电线路采用LGJ-95mm2钢芯绞线铝绞线，线路长度6.5Km，备用电源引自110/35KV介休变电站，输电线路采用LGJ-95 mm2钢芯铝绞线，线路长度7.5Km，两趟电源线路一趟运行，一趟带电备用，地面变电所采用单母分段结线。在地面工业场所建有一座变电所，地面变电所有S9-630KVA变压器，一台S9-1000KVA变压器，两台S9-160KVA变压器，共计四台，其中S9-1000KVA变压器对井下动力设备采用660V电压供电，照明、信号采用127V电压供电，S9-KVA630对提升绞车、主皮带机及空压机等其它地面负荷供电，两台S9-160KVA变压器对主通风机双回路供电。井下实行了双闭锁，消灭了机电失爆，无淘汰设备。通风系统矿井通风方式为中央并列式，通风机工作方式为抽出式，主平峒进风回风立井回风，主通风机为两台FBCDZ-NO14,电机功率为45KW2，电压380V、660V，一台工作，一台备用，备用通风机能够在10分钟内起动，矿井主平峒进风量为1879m3/min,总回风量为1997m3/min,有效风量为1672m3/min.回采工作面采用全负压通风、掘进工作面采用局部通风机压入式通风，掘进工作面使用11KW局部通风机2台。采煤工作面的瓦斯电闭锁该矿回采工作面配备了煤电钻和刮板输送机等设备，工作面配电点配备有瓦斯监控分站，设有甲烷传感器，布置在回采工作面规定地点，当瓦斯超限时，通过电源继电器箱与闭锁开关的联锁线实现回采工作面的瓦斯电闭锁。断电浓度与断电范围满足规程要求。掘进工作面“三专两闭锁”该矿属低瓦斯矿井，井下布置的掘进工作面，均采用局部通风机通风。工作面配电点配备有瓦斯监控分站，设有甲烷传感器，布置在掘进工作面规定地点，当瓦斯超限时，通过电源继电器箱与闭锁开关的联锁线实现掘进工作面的瓦斯电闭锁。风机控制开关与闭锁开关通过联锁线实现掘进工作面的风电闭锁；掘进工作面风瓦斯电闭锁的设置符合评价要求。排水系统矿井主平峒井底设有主水仓150m3和副水仓150 m3,三台D12-257型主水泵安设在水泵房,配套电机功率15KW.两趟排水管路采用2寸钢管,沿主平硐敷设煤矿监测监控系统1、安全监控系统矿井采用一套KJF-2000型监控系统，现已委托奥龙公司瓦斯升级改造完毕，现在该矿井下共安设4个KJ-2000分站、12个KG3019型瓦斯传感器和KGJ15型瓦斯传感器、4个KKT948A型开停传感器，2个KJF5型风速传感器，1个KG3033型负压传感器，3个KG3044温度传感器，3个KGA21一氧化碳传感器，2个GFK型风门传感器，4个KXB1型声学报警器，3台KD馈电传感器，3台KGD型断电传感器，2个FT型风筒传感器，1个KGN2型传感器。分别对井下一个回采工作面、2个掘进工作面、总回风、主风机等进行监控。2、人员考勤定位系统矿井装备KJ245型人员考勤定位系统。地面设有监控室，井下下共设有1个基本监控分站和7个识别传感器，主要监测入井人员动态管理情况信息。系统运行正常并有专人职守。3、产量监控系统井装备TAX-P-SX-II型产量监控系统，对矿井主提升产量情况进行监控。该系统运行情况与上级监控中心实行联网。三条生命线系统1、通讯系统中国移动和中国联通通讯网络已覆盖本矿区，矿领导均配备有移动电话。矿井对外有4部直拔电话联通，4部电话的号码分别是03547021090 03547021333 03547021230 03547021302；内部设有HJD80交换机1台。井上共有15部电话分别安装在主皮带房、风井底、变电所、风机房（03547021165）、调度室、各矿长办公室、各有关科室、队部等地点；井下安设HBZ1本安型电话7部，分别安装在井底车场、水泵房、运输大巷、回采工作面及掘进工作面，井上下互相联通，通讯畅通。2、洒水系统地面主井处设有长10m、宽4m、深6m、容量240m3静压水池两座，标高1080m。消防洒水共用一趟管路，采用3寸钢管，管路沿主平峒敷设.分管路采用1.5寸钢管，沿途设有三通阀门，车场、转载点，采掘作业点等相关场所设有洒水喷头，洒水设施完善。3、压风系统矿井地面空压机站安装有LG18/8-90KW空气压缩机及冷却干燥机、三级过滤器等一套，井筒大巷采用3寸无缝钢管安装至采区、各个采掘作业面，管路全长2500米，覆盖井下各作业点。采煤方法现采2#煤层采用走向长壁布置 ，炮采落煤，选用DZ18型单体液压支柱配合型钢梁支护 ，采高1.7m，倾角5-8，顶板管理 采用全部垮落法。掘进工作面布置在2#煤层中，掘进工作面2个，支护形式采用工字钢铁梁支护。矿井开拓方式矿井采用混合式开拓方式，分设平硐、回风立井，主平硐主要用于出煤、进风、进料、安全出口。回风立井主要担负全矿井的回风任务, 安设折返式梯子间，兼矿井的安全出口。主平峒：X=4092060.415 Y=19573326.977 Z=840.029 井筒宽3.3米，高2.8米，净断面8.56平方米，坡度03，料石砌碹，担负矿井的提煤、下料、进风、安全出口等任务。回风立井：4091468.480 Y=19574543.511 Z=999.845 垂深160米，净直径4米，净断面12.56平方米，混凝土浇注，担负矿井的回风任务；安设折返式梯子间，是矿井的一个安全出口。该矿现开拓方式为平峒-立井开拓，布置有主平硐和回风立井，开采2号煤层，通风方式为中央并列抽出式，回风立井井口安装有两台FBCDZ-NO14轴流风机，功率为45KW2，一台工作、一台备用；该矿主提升采用DTL650皮带提升机，辅助提升绞车型号为JW950/48，电动机型号为JB52-6，功率25Kw；矿井目前正常涌水量为3m3h，最大涌水量6m3/h，矿井主平峒井底设有1503主水仓和1503副水仓，三台D12-255型主水泵安设在主井底车场，配套电机功率11KW。在本矿工业场地西北方向5km处现有师屯北110/10kV变电站一座,可做为矿井的一回供电电源。在本矿工业场地东南方向7 km处现有介休110/10kV变电站一座, 可做为矿井的一回供电电源。两回路电源线路均可满足矿井正常生产用电，电源可靠。井田东部有庙疙瘩，枣凹，刘家山三个村庄，该村庄内人口稀少，矿方为了合理开发全井田，已经和该三个村庄签定了搬迁协议。山西宝源煤业有限公司南部为灵石八一一煤矿，东部为瑞来煤业有限责任公司。第二节 灾害预防与处理计划编制的原则我矿遵照煤矿安全规程等相关的法律、法规、规范和标准坚持防治结合，坚持以人为本，坚持“安全第一、综合治理、预防为主”的方针。为确保矿井安全生产，公司技术负责人组织通风、采掘、机电、地质等有关管理人员和技术人员进行编制了二九年度灾害预防与处理计划。第二章 矿井重大灾害的评价与确定 矿井重大灾害是指水、火、瓦斯、煤与瓦斯突出，冲击地压和大面积冒顶，以及突然停电事故。第一节 矿井突水灾害的评价与确定 一、水文地质条件（一）区域水文地质概况区域含水岩组分述如下：1、奥陶系碳酸盐岩裂隙、岩溶含水岩组该含水岩组在本区域的出露主要分布在平遥普洞以南及洪山泉以南，岩性为灰色厚层状灰岩及泥灰岩，裂隙、溶洞较发育。2、石炭系碎屑岩夹碳酸盐岩裂隙、岩溶含水岩组主要出露在普洞以南及以西地区，岩性为灰白、灰黑色、铝土质、砂质泥岩及灰岩互层。灰岩为黑色厚层块状，裂隙较发育，溶洞不发育，其中以太原组中夹四层稳定的石灰岩较厚。3、二叠系及三叠系碎屑岩类裂隙含水岩组分布在东南及东部山区，岩性主要为紫红色砂质泥岩和灰黄色、灰红色细砂岩以及灰黄、灰红色带灰绿色长石砂岩；紫灰色砂质泥岩、泥岩。裂隙及层理都较发育，为大气降水和地表水入渗创造了条件。大部分泉水都出露于该地层中，泉流量为0.0465.1L/s。4、第四系中上更新统松散岩类孔隙含水岩组分布在山前丘陵区及倾斜平原区，含水层岩性为砂卵石，含水层单位涌水量0.280.56L/sm，为重碳酸或碳酸钠钙镁型水，矿化度0.5g/L，水温13左右。从丘陵区到倾斜平原区，涌水量有逐渐增大的趋势。5、第四系全新统松散岩类孔隙含水岩组分布在冲积平原区，含水层岩性大部分为粉细砂、中砂，少数为粗砂夹砾石。野外民井调查，一般井深40m左右，水位埋深814m之间，单位涌水量0.281.11L/sm，水化学类型属重碳酸钠钙镁型，水温1215。井田奥灰水属郭庄泉域，其奥灰水水位标高为516521m。松散岩类孔隙水除大气降水的垂直入渗补给外，有地表水体的入渗补给和基岩裂隙水的侧向补给，地下水的流向一般与地表水的流向大致相似。排泄方式主要是人工开采。（二）矿区水文地质1、地表水井田内地表无无常年性河流，仅有小的冲沟。雨季来临时，各冲沟的地表水由东向西流出井田，汇入汾河。 2、井田主要含水层井田及邻近区主要含水层由老至新分述如下：（1）奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层奥陶系在井田内地表未有出露。岩性为灰色厚层状灰岩及泥灰岩，裂隙、溶洞较发育。主要含水层为中奥陶统灰岩，由区域资料推算，本井田水位标高为551554m。（2）石炭系太原组碎屑岩夹碳酸盐岩岩溶裂隙含水层该组地层井田内地表未见出露。含水层主要为三层石灰岩（K2、K3、K4）及数层中粗粒砂岩。根据邻区钻孔测试资料，K2灰岩静止水位标高620.46m，渗透系数0.004m/d；K3灰岩静止水位标高644.57m，渗透系数0.008m/d，单位涌水量0.00078 L/sm； K4灰岩静止水位标高654.52m，渗透系数0.012m/d，单位涌水量0.0006 L/sm。均属富水性弱的含水层。（3）二叠系山西组及下石盒子组碎屑岩类孔隙裂隙含水层该含水层受大气降水补给后，以泉的形式排出，泉水流量较小，富水性弱，水质类型为重碳酸钙型。据邻区二叠系混合抽水试验结果，其静止水位标高685.31m，渗透系数0.0360.387 m/d，单位涌水量0.142L/sm,属富水性中等的含水层。（4）第四系松散岩类孔隙水含水层第四系中、上更新统广泛分布于井田梁峁上，其含水层连续性差，补给条件为大气降水，据邻区水井调查资料，埋藏深度311 m，水位标高为717.54724.99m，由山麓向河谷逐渐降低，单位涌水量0.22 L/sm。 3、主要的隔水层（1）山西组隔水层山西组下部3号煤层下，4号煤层下与太原组顶部K4灰岩上之间有稳定、连续沉积的泥岩、砂质泥岩、薄层细砂岩地层，有相对隔水作用，可作为太原组灰岩含水层和山西组含水层之间良好的隔水层。（2）本溪组隔水层本溪组地层为一套泥岩、粘土岩、铁铝岩为主的地层，夹薄层灰岩和砂岩，砂岩一般为泥质胶结，地层平均厚度6m左右，隔水性能良好，是含煤地层和奥陶系地层之间重要的隔水层。4、矿床充水因素分析（1）构造对井田水文地质条件的影响井田内地层总体上为一褶皱构造。其中在井田中部发育一向斜褶曲，地下各含水层中的水会顺层运移到向斜轴部；在开采过程中发现了6条正断层，落差最大为37m。另外，邻近F2断层时有渗水现象，由此证明F2断层为导水断层；其它断层两侧涌水量无明显变化。上述诸断层对地层都有不同程度的破坏作用，且可能勾通上下各含水层间的水力联系。（2）井田地下水的补给、径流、排泄二叠系砂岩裂隙水，在裸露区接受大气降水渗入补给后，沿岩层层面裂隙顺层径流，以泉水的形式或通过矿坑抽排的形式排泄。（3）井田内及周边煤矿对井田水文地质条件影响井田四周小煤矿密布，因本区开采多年，本井田及周边煤矿采空区、古空区范围较大，尤其是本矿发现有6个古井，据调查矿方，其间有一定积水，在今后采掘中靠近该区段时应坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则，做好对采（古）空区积水的探防工作，防止发生透水事故。5、矿井涌水量预测及分析该矿现开采2号煤层，实际生产能力210kt/a，该矿井下几乎无水，但遇断层有顶板有淋水现象。由于矿井涌水量与煤炭产量之间不存在正比例关系，故采用富水系数比拟法进行涌水量预算，预算结果太大，本次工作考虑到煤矿实际情况，对矿井涌水量不进行定量预算。目前矿井正常涌水量为3m3/h，最大为6 m3/h，预计矿井升级改造后涌水量为6m3/h，最大为10 m3/h。待矿井正式投产后尽快收集相关的资料，以重新调整矿井的主要排水设备，以确保矿井的安全生产。6、矿区水文地质类型的划分及复杂程度评价井田内2、9、10、11号煤层均属顶板进水为主的岩溶裂隙充水矿床。其中11号煤层最低底板标高为680m，而在本井田内奥灰水水位标高约551554m，不存在奥灰突水。通过井下调查，矿井涌水量一般为0.5m3/d，雨季最大为1m3/d。综上所述，井田内2、9、10、11号煤层水文地质条件为简单类型。 7、透水通道主要有井筒、巷道、塌陷坑、开采沉陷裂隙、断层裂隙、废旧钻孔等，一旦这些过水通道与水源相通，就构成了矿井充水，轻者增加了排水费用，重者造成淹水灾害。 第二节 矿井火灾的评价与确定 矿井火灾分外因火灾、，内因火灾两大类。（1）外因火灾发火的原因：存在明火，井口吸烟、焊接及用电炉、大灯泡取暖等都能引燃可燃物而导致外因火灾的发生。出现电火花，主要是由于电气设备性能不良、管理不善。违章爆破，由于不按规定和爆破说明书进行爆破。如放明炮、糊炮、空心炮以及用动力电源爆破、不装炮泥巴，炮眼深度不够或最小抵抗线不符合规定等都会导致引燃可燃物而发生火灾。瓦斯、煤尘爆炸。机械摩擦，由于机械摩擦及物体碰撞产生的火花引燃物，进而引起火灾。（2）可燃物： 可燃物主要是木棚、瓦斯、煤、油料、纸、棉纱、布头、胶带、电缆各类机电设备等。（3）外因火灾的易发地点： 外因火灾大多易发生在机电硐室、井底车场、爆破作业地点、运输及回采巷道等机械电气设备比较集中，且风流比较畅通的地点。（4）内因火灾：煤炭自然发火的原因： 煤在常温下吸收空气中的氧气，产生低温氧化释放热量和初级氧化产物，由于散热不良、热量积聚、温度上升，加速了低温氧化作用过程，最终导致自燃发火。煤炭自燃火灾的常发地点： 1、断层附近；2、高冒区；3、采煤工作面进风巷、回风巷和停采线附近；4、密闭墙；5、溜煤眼脏乱联络巷。第三节 瓦斯及煤与瓦斯突出一、瓦斯爆炸灾害的评价与确定：（一）本矿井瓦斯等级，煤层自燃倾向性，煤尘爆炸性鉴定报告。1、瓦斯等级： 据晋中市安全生产监督管理局安监煤安2007260号文件关于晋中市30万吨/年以下煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复本矿瓦斯相对涌出量为1.45m3/t，二氧化碳相对涌出量为2.18m3/t，为低瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性： 据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，2#煤层吸氧量0.6670cm3/g，自燃等级为级，为自燃煤层。（二）、瓦斯的性质及其事故预兆沼气是无色无味、无臭的气体，比空气轻，所以易在巷道的上方积聚，微溶于水，与空气混合后具有可燃性，爆炸性，浓度在5-16%时最易爆炸，沼气引燃温度为650-750。二氧化碳是一种无色的气体，微带酸味与臭味，比空气重，易溶于水，浓度为5%以上时人感到呼吸困难、闷气、十分难受，并发生严重的喘息，达到10%以上时，使人窒息。在生产过程中，发生以上现象时即为沼气或二氧化碳积聚的表现，特别是长时间停工地点和盲巷，容易引起瓦斯积聚，同时应注意工作面出现下列情况时，注意有瓦斯喷出或突出的现象发生：一是地质变化带、如断层、背、向斜轴部等压扭性结构面附近。二是煤顶板岩层中有溶洞，裂隙发育的石灰岩或烧变岩层时。三是工作面煤尘突然增大，气味异常使人感到发冷、发闷，同时，听到气体涌出时发生的嘶嘶声。四是工作面出现明显的喷口或裂隙，有支架来压声，煤炮声，岩煤层破裂声，顶压增大，煤壁外鼓，掉碴，煤岩自行剥落现象。（三）瓦斯积聚的地点：回采工作面的上隅角、顶板冒落的空洞内，停风的独头等。第四节 煤尘爆炸灾害的评价与确定 一、煤尘的产生： （1）采煤工作面的产尘。 （2）掘进工作面的产尘。（3）其它地点的产尘。二、煤尘爆炸的条件：（1）煤尘本身具有爆炸性。（2）浮尘达到爆炸浓度。（3）有足以点燃煤尘的热源。三、矿尘的危害：（1）矿尘仅污染作业环境降低了生产场所的能见度，而且严重影响劳动效率和操作安全，使工伤事故增多。（2）对矿工身体健康产生危害。（3）矿尘中煤尘具有燃烧爆炸性。（4）矿尘还会加速机械、电气设备的损坏，缩短精密仪器、仪表的使用寿命。第五节 大面积冒顶灾害的评价与确定 1、大面积冒顶是指范围较大的冒顶，采煤工作面大型冒顶包括基本顶来压时的压垮型冒顶、厚层难冒顶板大面积冒顶，直接顶导致的压垮型冒顶、大面积漏垮型冒顶、复合顶板推型冒顶，采空区冒矸冲入采场的推垮型冒顶及冲击推垮型冒顶。巷道大型顶板事故多发生在局部冒顶附近及地质破坏带附近。2、顶板岩性及回采掘进巷道支护形式：本矿井2#煤顶板为砂质页岩，回采工作面支护采用单体液压支柱支护，配2.4m型钢梁支护，工作面柱距0.6m，排距1m，回采工作面超前支护，采用二排单体液压支柱支护，工作面支护为“三四”排控顶，掘 进巷道采用工字钢支护。 3、发生大面积冒顶原因的确定： （1）对顶板压力规律研究、掌握不足。（2）围岩力学性质差，顶板及煤层稳定性差。（3）支架失稳，支柱类型及支护方式不当。（4）断梁折柱，支柱失效，支护不及时。（5）缺少柱及端头端尾超前支护不符合要求。（6）井巷失修及工人技术水平低。（7）不能预见性发现问题。（8）违章指挥、违章作业。 4、采煤工作面大面积冒顶事故常发的地点：（1）开切眼附近。（2）地质破坏带。（3）过空巷附近。（4）倾角大的地段。（5）顶板岩层含水地段。（6）局部冒顶区附近也有可能导致大冒顶。5、采煤工作面局部冒顶事故常发的原因。（1）靠煤壁附近的局部冒顶。（2）放顶线附近的局部冒顶。（3）地质破坏带附近的局部冒顶。6、巷道顶板事故常发的地点。巷道顶板事故多发生在掘进工作面及巷道交叉点。第六节运输系统灾害的评定与确定胶带输送机安全装置不合格可能造成的危害1使用非阻燃胶带，托滚的非金属材料零部件和包胶滚筒胶料的阻燃性、抗静电性不符合要求，堆煤、防滑、防跑偏、温度、烟雾和自动洒水等保护装置缺少或失效，当出现堆煤和打滑时，输送带与滚筒和煤产生摩擦，输送带与带式输送机底部的堆积物产生摩擦，都可能引起输送带着火。2液力偶合器使用可燃性传动介质，同时易熔塞和防爆片又不符合要求，在过负荷或充液量不当的情况下，可使充填液喷出，造成人员灼伤和输送带着火。3输送带长期运行，疲劳、磨损、破损，使强度降低，在负荷大的情况下有可能发生断带事故。4输送带接头使用的皮带扣、硫化热补接头的强度与输送带的强度不匹配，在负荷大和紧急制动时有可能发生断带事故。5选用输送带的强度、安全系数不符合要求，可能发生断带事故。倾斜井巷跑车的类型及危害1倾斜井巷跑车会造成经济损失，倾斜井巷跑车除可能造成车辆、人、轨道、巷道支护的损坏外，还可能撞坏电源线路、水干管等重要设施，导致矿井生产终断，造成重大经济损失；2会造成人身伤亡：跑车起点的下方如有行人和作业人员，将会造成人身重大伤亡事故；3制动力矩不符合规定，制动闸的空动时间、制动闸间隙大于规定值，使之不能可靠制动；4盘形闸碟簧因长期工作疲劳变形失效，闸瓦磨损严重。闸瓦与制动盘的接触面积小于规定值，使贴闸压力降低，造成不能可靠的制动；5液压系统油过滤不良，杂物多，使回油管堵塞或回油不畅、阀组拒动等因素，造成不能可靠的制动；6防过卷、防过速、限速、深度指示器失效、闸瓦等保护装置缺少或失效，都有可能造成跑车事故；7超载运行、提升困难，也可能造成跑车事故；8电气制动失效；9使用中的钢丝绳由于受井筒淋水、腐蚀、疲劳等影响，使钢丝绳断丝、磨损、锈蚀超过规定,在特殊情况下钢丝绳打弯、挤压、撞击变形和猛烈拉力伸长，不能及时更换。以上因素都有可能造成断绳事故；10过卷、过速、限速、松绳保护装置缺少或失灵后，也可能造成断绳事故；11轨道斜巷没有按规定装设阻车器、跑车防护装置或装置不完好，当跑车时引起严重后果。刮板输送机可能造成的危害1刮板输送机不设压柱等防护，当刮板输送机过载或刮板被阻卡时会使机头机尾突然翘起，造成伤人事故。2对接溜槽、链条时，操作不当会造成人体伤害事故。3违章使用刮板输送机运输材料或在刮板输送机上行走，会造成人体伤害事故。4液力偶合器使用可燃性传动介质，同时易熔塞和防爆片又不符合要求，在过负荷或充液量不当的情况下，可使充填液喷出，造成人员灼伤或着火事故。第七节机电系统的灾害与确定系统停电在生产运行中，矿井供电系统如果有一回路因检修或故障停电，而另一电源线路未能及时投入运行或有故障时，容易引发主扇停止运转、主水泵停止排水、火区有害气体溢出等危险因素，因而导致井下瓦斯事故或淹没巷道等矿井事故，甚至发生作业人员的中毒、窒息等伤亡事故。电气设备的安全认证标志电气设备是否具有国家指定机构的安全认证标志，特别是防爆电器的防爆等级。电气保护和安全距离触电保护、漏电保护、短路保护、过载保护、绝缘、电气隔离、屏护、电气安全距离等是否可靠。井下电气设备失爆由于煤矿井下是一个具有可燃性爆炸气体的环境，砸、压、撞击防爆电气设备；接线工艺失误；失爆不处理或处理不及时，由此产生的电气火花引爆超限的瓦斯，甚至引发其它灾害事故。 火的危险火是煤矿主要危险源之一，井下煤炭自燃或其它因素形成自燃的火区，人们给予了高度重视，而其它外因火，涉及的面多而广，就电气系统外因而言，供电线路绝缘老化，出现两相或三相短路；电气设备绝缘老化或者长期过负荷引起设备着火；电气设备与线路的连接不紧，虚接造成发热着火；井下条件差，存在着带电线路受到砸、压、撞击产生着火事故；火灾情况下，消防器材配置不全，扩大火灾范围，这些危险源随时威胁矿井的安全电气设备漏电煤矿井下漏电易使人发生触电事故，究其原因主要有：（1）井下空间狭小，空气潮湿，易使设备产生漏电；（2）供电线路绝缘的老化或受到砸、压、撞击出现漏电；（3）设备检修质量或井下接线工艺不符合规定可能出现漏电；（4）漏电可以使电雷管超前引爆；（5）漏电保护失效。为跨步电压而触电。 雷电波串入矿井供电系统防雷电设施失效时，雷电波串入可能造成多方面的危害：（1）线路设备绝缘被击穿或被烧毁，引起火灾事故；（2）雷电波的高电压窜入低压电网，不仅给人员带来高度危险，而且还可以使设备烧毁或损坏；（3）接地电阻值不符合要求时，在雷击地点范围内的人员有可能因第三章 重大灾害的预防措施第一节 矿井突水的预防措施 （一）地面防治水： 1、本矿井制定了雨季三防安全措施，并成立了雨季三防领导组，在雨季来临期间，雨季三防领导组必须组织相关人员对井田、矿区沟渠进行一次大检查，防止地表水通过裂隙渗透到煤矿井下造成水害。 2、本矿井高程和工业广场内建筑物的高程，高于当地历年最高洪水水位，但必须在雨季三防期间准备充足的防水砂袋，并将工业广场、矿区内外的沟渠疏通，严防地表水从井筒涌入井下，造成水灾事故。 3、防止地面积水对井田开采范围内的地面低洼处、塌陷区等易于积水区，应设法填平，防止积水，积水量大时，要用水泵排出。 4、对可能引起漏水的地表裂隙、塌陷、废弃钻孔、雨季三防领导组要组织人力、物力及时用粘土或用水泥填塞。 5、加强防洪防汛工作，在每年的雨季来临之前和雨季期间要加强对矿区内防洪工程的检查和防汛抢险工作，发现问题及时处理。 （二）井下防治水： 1、做好矿井水文地质工作。 （1）做好水文观测工作，尽可能地查明井下水源。（2）做好矿井地质工作。了解分析断层和裂隙的位置，错动距离，延伸长度，破碎带范围和含水性等。调查老窑和周边矿井的开采范围、开采经过、开采煤层及深度、积水区域分布状况，勘探钻孔的填实状况及其透水性能。在开采过程中要对地表定时进行勘探，了解围岩破坏范围及地表塌陷情况；观察塌陷带、裂隙带、沉降带的高度以及采动对涌水量 的影响，判断透水等情况。井巷出水点的位置及其水量、老窑积水范围、标高积水量，都必须绘在采掘工程平面图上。2、设防水隔离煤柱。3、煤矿井下截水。4、煤矿井下堵水。（三）井下探水：1、探水的目的；查明采掘工作面煤层顶底板、侧帮和前方的含水构造（包括陷落柱），含水层、积水老窑等水体的具体位置、产状等。2、探水的原则： 坚持“有掘必探、先探后采”的原则，做到每一工作面配备探水设备，责成专人进行探水。3、探水安全技术措施：根据矿井探水简易设计，煤矿现有探水设备规定钻孔深度60米，按扇形方式布置，炮眼布置为6个，上下倾斜度为1020度，左右倾斜度为1020度，准备水泵2台，水管200米。 （1）探水前要加强钻孔附近的巷道支护、背好帮顶，在工作面迎头打好坚固的主柱和栏板。（2）清理好巷道的浮煤，挖好排水沟。（3）在打钻地点附近安设专用电话。（4）测量和负责探放水人员亲临现场指挥，确定探水钻孔方位、角度、钻孔数目和钻进深度。（5）当钻孔钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻眼中水压、水量突然增大或顶钻等异常时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，就应立即向矿调度室报告，并派人监测水情。当发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，并采取措施进行处理。（6）探水钻机后面和前面给进手把范围内不得站人。（7）钻眼接近老空，预计可能有瓦斯或其他有害气体超过规程的有关规定，必须停止打钻，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室采取措施，进行处理。（8）钻孔放水前，必须统计积水量，根据矿井排水能力和水仓容易控制放水眼的流量，同时观测水压变化。（9）钻孔内流量突然变小或突然断水时，要通知泵房增开水泵台数，并通知水文地质人员分析增大原因，采取相应措施。探水前，应在探水点附近准备好水泵和排水管路，每次探水深度不得小于60m。（10）井下探水后掘进施工必须做到以下几点：透水预兆：挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起、水色发浑、有害气体增加、裂隙出现渗水，以上征兆不一定都同时出现，有时可能出现其中一个，有时可能出现多个，但也有时透水征兆不明显甚至不出现，因此，要认真辨别。探水巷道的掘进断面不得过大，同时有两个安全出口，双巷掘进时，在横贯两巷之间开掘安全躲避硐室。掘进巷道的坡度不得出现起伏不平的现象。掘进工作面有透水预兆时，必须立即停止掘进，加固支架，并将人员撤到安全地点，向调度室人员汇报，值班领导必须组织有关人员到现场查看分析情况。当发现情况危急时，立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。上山方向的水害未消除或正在探水时，严格执行暂停工作的规定，探到老空并已放水的掘进工作面，不能马上与老空掘透，在施工过程中重打检查眼进行探水。在探水巷道掘进时，严格掌握巷道的掘进方向，如因地质变化偏离时，进行补充钻探或采取其它措施予以补救。在掘进时要经常注意盲巷、老空积水或断层隔离而形成的孤立积水区。选择合理的掘进巷道爆炸方法，在探水眼严密掩护下，保持设计超前距离和帮距时采取多打眼，少装药、放水炮的方法。掘进打眼沿麻花钻杆向外流水时，停止工作，设法固定并向调度室汇报听候处理。掘进到批准位置时，其最后0.5米时停止放炮，用手镐采齐迎头。第二节 矿井火灾预防措施（一）外因火灾的预防预防外因火灾的措施关键是严格遵守规程的有关规定，及时发现外因火灾的初期征兆，并采取措施制止其发展。（1）井上井下建造防火设施。如：地面风机房、变电室、皮带房、绞车房、炸药库、雷管库、仓库、油库配备充足的灭火器、砂、铁锹等防火器；井下配电室、皮带机机头、各类绞车硐室、电气设备硐室配备充足的防火器材。（2）木料场、矸石山、炉灰场距进风的距离不得小于50米，木料场与矸石山的距离不得小于50米。（3）地面设有250m3消防静压洒水系统。井下消防洒水管路每隔100m设置有支管和阀门。（4）井口房各通风机房附近20米范围内不得有烟火或用火炉取暖。（5）井筒平硐与各水平连接处；及井底车场、主要绞车道与主要运输巷、回风巷的连接处；井下机电设备硐室，各巷道带式输送机机头前后两端各20米范围内都必须采用不燃性材料支护。（6）井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。（7）井下和井口房不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等到工作。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、气焊和喷灯焊接等工作，每次都必须制定详细的安全措施，报上级主管部门批准，经主管部门批准后，由矿长指定专人在场检查、监督，并遵守下列规定：电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10米的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水，并备有2个灭火器。在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接时，必须在工作地点的下方，用不燃性材料铺垫，以避火星危害。电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%，只有在检查证明作业地点附近20米范围内巷道顶部和支护背板后瓦斯无积存，方可进行作业。电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并有专人在工作地点检查1小时，发现异常状况，立即处理。 井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押送至使用地点。剩余的汽油、煤油和变压器油必须返回地面，严禁在井下存放。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，也必须放在有盖的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。第三节 矿井瓦斯灾害预防 一、 防止瓦斯积聚与超限 加强通风是防止矿井瓦斯积聚的最主要的有效措施。加强通风管理，做到有效、稳定、可靠、连续不断地问井下所用风地点输送足够的新鲜空气，以保证及时冲淡和排除矿井瓦斯和粉尘，使井下各处的瓦斯浓度符合规程要求，这是防止矿井发生瓦斯爆炸事故的可靠保证。为此，矿井通风系统要有较强的抗灾能力，通风系统要力求简单，实行分区通风，各采区要有单独的回风道，不得串联，通风系统设施保证质量，经常检查维修，保证完好。（一）加强掘进工作面的通风管理。根据上级有关部门文件规定，矿井设置了双风机、双电源，并且有自动切换功能，在矿井电源一回路出现故障后，3秒钟内自动切换，保证风机的正常工作。 1、掘进工作面的局扇要安装在进风巷道内，距回风巷口大于10米的位置，局扇要上架、挂牌、指定专人管理。严格禁止非专门人员操作局部通风机和随意开停风机。 2、特别是在更换、维修局部通风机或局部通风机停止运转时，更要加强管理。协调好通风管理部门和机电管理部门的工作，以保证的顺利进行和恢复通风时的安全。 3、在停风机前，必须先撤出工作面的人员并切断工作面的供电电源。临时打工点，地点不得停风、溜煤眼，不得兼使通风眼。 4、在进行工作面机电设备的维修或局部通风机维修时，应特别注意安全，严禁带电维修。 5、局部通风机风筒的出风门距掘进工作面的距离不大于5米，风量不小于250m3/min。 6、供风的风筒要保持平直，在拐弯处要缓慢拐弯，不能堵塞风筒。 7、风筒接头应严密、不漏风；禁止中途割开风筒供风。 8、安放局部通风机的进风巷道所通过的风量大于局部通风机吸风量的1.43倍，以保证局部通风机不会吸入循环风。（二）加强采煤工作面的通风管理1、采煤工作面要采用全风压通风。2、回风顺槽按设的风门不得跑漏风。3、回采工作面配足风量。（三）加强瓦斯检查与监测。1、严格执行井下瓦斯检查制度，配齐、配足相应的瓦斯检查仪器、仪表，以监测、监控井下瓦斯，并定期校正。2、瓦斯员要严格执行有关瓦斯检查制度。尤其是巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查牌板、手册、日报表做到三对口。3、瓦检人员应由责任性心强，经过专业培训，并考试合格的人员担任。4、瓦斯检查人员发现瓦斯超限，有权立即停止工作，撤出人员，并向有关部门报告。5、严禁瓦斯检查员空班、漏检、假检等，一经发现严肃处理。6、安全通风科领导、值班人员，必须审阅瓦斯检查报表，掌握瓦斯变化情况，发现问题及时处理，并向矿调度室汇报。7、对重大通风问题通风科应制定措施，报技术负责人批准，进行处理。8、每日通风、瓦斯情况，必须送技术负责人、矿长审阅签字。（四）及时处理局部积聚的瓦斯。瓦斯积聚是发生瓦斯事故的物质条件，采掘工作面内，体积大于0.5m3空间内积聚的瓦斯浓度达到2%，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。1、采煤工作面上隅角处瓦斯积聚的处理方法：引导风流法：将新鲜风流引入瓦斯积聚的地点，把局部积聚的瓦斯冲淡带走。沿空留巷排除法：在工作面回风巷中打密柱沿空留巷，使部分风流通过上隅角，以冲淡和带走上隅角局部积聚的瓦斯。瓦斯抽入法：采用可移动瓦斯泵，通过管路抽放上隅角瓦斯。风压调节法。调整通风方式法。2、巷道冒落空洞内瓦斯积聚的处理方法：导风板引风法：在巷道冒顶空间下的支架顶梁上钉挡风板，把一部分风流引到高冒处吹散积聚瓦斯。充填置换法：在棚架上铺设一定厚度的木板或荆笆，再在上面冒落的空洞内填满黄土或砂子，从而将积聚的瓦斯置换排除。风筒分支排放法：巷道内若有风筒，可在冒顶处附近的风筒上加三通或安设一段小直径的分支风筒，向冒顶空洞内送风，排除积聚的瓦斯。压风排除法：在有压风管通过的巷道，可在巷道上接出分支，并在支管上设若干个喷嘴，利用压风将积聚的瓦斯排除。3、巷道顶部层状赋存瓦斯的处理方法。加大巷道内的风流速度。使风速大于0.51.0m/s，让瓦斯与风流充分混合而排出。加大顶板附近的风流速度。如在顶梁下设置导风板，将风流引向顶板附近等，也可沿顶板铺设铁风筒，每隔一定距离接出一短管或沿顶板铺设钻有小孔的压风管等。隔绝瓦斯来源。如果顶板裂隙发育有大量瓦斯涌出，可用木板和粘土将其背严。钻孔抽放瓦斯。如果顶板有集中的瓦斯来源，可向顶板打钻接管抽放瓦斯。（五）防止引爆瓦斯措施：1、防止明火。禁止在井口房、通风机房周围20米以内使用明火、吸烟或用火炉取暖。严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井；严禁携带易燃品入井，必须带入井的易燃品要经技术负责人批准。井下禁止使用电炉或灯泡取暖。不得在井下和井口房内从事焊接作业，如必须在井下主要硐室、主要进风道和井口房从事电焊、气焊和使用喷灯焊接时，每次都必须制定安全措施，报矿长批准，并遵守规程有关规定，回风巷不准焊接作业。严禁在井下存放汽油、煤油、变压器油等。井下使用的绵纱、布头、润滑油等，必须放在有盖的铁桶内，严禁乱扔乱入和抛掷在巷道、硐室或采空区内。防止煤炭氧化自燃，加强火区检查与管理定期采样分析，防止复燃。2、防止出现爆破火焰严格火药、爆破管理，井下严禁使用会产生火焰的爆破器材和爆破工艺。井下要使用安全炸药，不合格或变质的炸药不准使用。炮眼深度和装药量要符合作业规程规定，炮眼黄泥装填要满、要实，防止爆破打筒，坚持使用水炮泥。禁止使用明接头或裸露的爆破母线与发爆器的连接要牢固，防止产生火花；爆破工尽量在入风流中启动发爆器。禁止放明炮、糊炮。严格执行“一炮三检”制和“三人连锁放炮”制。3、防止出现电火花瓦斯矿井必须采用矿用安全型、防爆型电气设备。对电气设备的防爆性能定期经常检查，不符合要求的要及时更换和修理，否则不准使用。所有电缆接头不准有“鸡爪子”“羊尾巴”和明接头。修理开关、接线盒等不准带电作业。局部通风机开关要设风电闭锁、甲烷电闭锁装置、检漏装置等。发放的矿灯要符合要求，严禁在井下拆开、敲打和撞击灯头和灯盒。4、防止瓦斯爆炸灾害扩大的措施一旦发生重大事故后，在没有把握的情况下，严禁盲目抢救，防止事故扩大。 （1）编制灾害预防与处理计划及时学习与传达。每季度根据矿井变化情况进行修订和补充，并组织所有入井职工认真学习贯彻，使每个入井人员都能了解和熟悉，一旦发生瓦斯爆炸时撤出和躲避的路线与地点。每年由矿长组织一次实战演习。（2）安设安全装置安设防爆门：回风立井安设有防爆门，通风科要不定时地检查跑漏风情况。安设反风装置：本矿井安装两台轴流式通风机，本身具有反风装置。安设隔爆设施：在井下运输大巷、回风大巷、运输下山、回风下山、总回风大巷安设隔爆水袋。佩戴自救器；每个入井人员不仅要随身佩戴自救器，还要懂得原理、会使用，在发生瓦斯爆炸或其他灾害时能安全逃生。（六）煤与瓦斯突出的预兆。1、有声预兆：爆炮响：在煤体内发出闷雷以及其它响声。其他声音预兆：发出突出前，因压力突然增大，支架会出现嘎嘎响，劈裂折断声，煤岩壁会开裂，打钻时会喷煤、喷瓦斯等。2、无声预兆：煤层结构方面表现为：煤层层理紊乱、煤变软、变暗淡、无光泽，煤层干燥和煤尘增大，煤层受挤压褶曲就粉粹，厚度变大，倾角变陡。地压显现方面表现为：压力增大，使支架变形，煤壁外鼓，片鼓、片帮、掉碴、顶底板出现凸起台阶、断层、波状鼓起、手护煤壁感到震动和冲击，炮眼变形装不进药，打眼时垮孔、顶夹钻等。（七）甲烷传感器设置的有关规定：（1）甲烷传感器应垂直悬挂在巷道顶板下，距顶板不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。（2）安设在坚固顶板或支护处，以防冒顶及其它损伤。（3）在采掘工作面的瓦斯传感器，爆炸时都应移设到安全防护地点，爆破后，再按要求移回规定位置。（4）要设在顶板无淋水处，在有风筒的巷道中，不得悬挂在风筒出风口和筒漏风处。第四节 预防煤尘爆炸的措施一、防爆措施：井下各装载点必须安设静压洒水装置，进风巷道安设净化水雾装置。定期用高压水冲洗巷道煤壁的沉积煤尘，防止煤尘飞扬。洒水冲尘要避开电气设备，要顺风流中冲刷巷道。电气设备、线路、管路上的粉尘要经常用棉纱进行清理。各巷道内底板煤尘要洒水湿润煤尘，然后将煤尘装车或装入皮带溜则。散布岩粉：在巷道内散布惰性岩粉，增加煤尘的灰分，使煤尘失去爆炸性。黍结法。清扫法：对井筒、大巷、车场等地点粉尘进行清扫。2、防止引爆煤尘的措施；加强明火管理。防止爆破火源。防止电气火源和静电火源。防止摩擦和撞击火花。二、隔爆措施：隔爆水袋棚设置的要求如下：水袋之间的间隙与水袋同支架上部内缘之间的间隙之和不得大于1.5m，特殊情况下不得超过1.8m，两个水槽之间的间隙不得大于1.2m。水袋之间距离应为1.2，主要棚区长度不小于30m，辅助棚的棚区长度不小于20m。第一排水棚与工作面的距离必须保持60m。水袋应设置在直线段巷道内。水棚与巷道交叉口转弯处的距离必须保持5075m，与风门的距离必须大于25m。水内混入5%的煤尘后，即应换水。第五节 大面积冒顶的预防措施一、采煤工作面大面积冒顶的一般预防措施。1、提高单体支柱的初撑力和强度。2、提高支架的稳定性。煤层倾角