煤矿六大系统应急救援预案.doc

煤矿安全避险“六大系统”应急救援预案目 录第一章：总则 1第二章：矿井概况及危险性分析 1第三章：危险目标的确定及危险性评估 30第四章：组织领导 30第五章：井上下指挥体系 34第六章：预警预防 35第七章：应急响应 35第八章：后期处置 37第九章：保障措施 37第十章：预案的贯彻学习、演练和修订 37第十一章：奖惩 38第十二章：附则 38第十二章：各专业相关预案 39第一节 安全生产监测监控系统应急预案39第二节 人员定位系统应急救援预案45第三节 通信系统应急救援预案49第四节 紧急避险系统应急救援预案54第五节 压风自救系统应急救援预案65第六节 供水施救系统应急救援预案70第一章 总 则1. 编制目的为了及时有效地做好重大安全事故的处置工作，保证抢险救援工作有序进行，建立健全突发事故应急救援机制，最大限度降低事故造成的人员伤亡及财产损失，防止事故的事态扩大，保障人民生民财产安全。特编制本预案。2. 编制依据本预案编制依据中华人民共和国安全生产法、煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）及河南省煤矿重特大生产安全事故应急救援预案等法律和规定，结合我矿矿井生产实际，制定XX公司XX重大生产安全事故应急救援预案（以下简称预案）。3. 适用范围本矿所属生产经营单位在生产过程中，由于自然或人为因素造成如下重大生产安全事故的抢险救援工作适用本预案：（1）死亡事故；（2）直接财产损失50万元以上的非伤亡事故；（3）与矿生产安全有关的其它事故。4. 总体工作原则（1）重大事故发生后，事故单位负责人接到事故报告后，必须立即向调度汇报并迅速采取有效措施，组织抢险救援。（2）各级领导接到事故报告后，必须立即赶赴现场，组织抢险救援工作。第二章 矿井概况及危险分析1. 矿井简介：1.1 XX始建于1958年7月，1964年3月投产，原设计生产能力60万吨/年。1995年改扩建后，设计生产能力提高到120万吨年。2006年生产能力核定为130万吨/年，2009年XX实际生产原煤129万吨。2010年计划产量为125万吨。目前矿井尚有地质储量约1亿吨，可采储量约8000万吨。矿井位于XX省XX矿区中南部，南起XX向斜轴，北、西至F40正断层及二1煤层露头，东到二1煤层-800底板等高线，南北走向长9.5km，东西倾斜宽2.7km，面积约18.55km2。XX井田位于华北地层区豫北分区太行山小区，含煤地层为本溪组、太原组、山西组和上、下盒子组，主要含煤地层为太原组和山西组。煤层走向主要以NE向为主、倾向SE，倾向1025、局部3555。XX主采煤层为二1煤层，位于二叠系下统山西组的下部，平均厚度7.48m，全区可采，层位稳定。矿井开拓方式为立井多水平上、下山开拓，矿井划分为三个水平即-150m、-300m、-600m水平。目前生产水平为二水平，水平标高-300m，二水平上山采区已基本结束，现生产主要为二水平下山采区，南翼211采区，北翼212和214两个采区。目前井下布置有四个采煤工作面，分别为：21432、2206煤柱、2122、 和21151工作面，其中2122、2206煤柱为炮采放顶煤工作面，21432为分层综合机械化放顶煤工作面，21151工作面为分层综合机械化采煤工作面。XX现有3个岩巷队,3个煤巷队，主要开拓掘进地区为：212采区、214采区、209采区及三水平延伸工程、三水平辅助工程等。掘进工艺为：打眼放炮破岩，锚网喷支护，扒岩机装矸，矿车出矸，煤巷为打眼放炮，型棚支护，运输机出煤。目前矿井安全出口有小庄风井（斜井）、新副井（应急罐笼），共2个。1.2矿井通风与瓦斯XX矿井通风方式为两翼对角式通风，通风方法为抽出式，中央风井、新、老副井及主井进风，小庄风井、东风井为出风井，2006年生产能力核定为130万吨/年,通风能力核定为140万吨/年。矿井总进风量为14693m3/min，总回风量为15534m3/min，等积孔为6.48m2，矿井风量富余系数为1.21。各回风井均有2台同等型号主扇，一台运转一台备用。矿井最大通风流程为8000m，矿井有效风量率为88.83%，进回风井、各类巷道均无风速超限现象。 XX矿井瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井，二0一0年矿井瓦斯鉴定结果如下,矿井绝对瓦斯涌出量为45.70m3/min，其中回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为19.17m3/min，掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量14.17m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为16.91m3/t；矿井二氧化碳绝对涌出量23.88m3/min，相对涌出量为8.83m3/t。XX于2010年11月30日9时35分至12时35分进行了反风演习。2010年反风演习时,矿井联合反风率达到了57.63%；单反时东风井为44.74%，小庄风井为79.82%，反风设备可靠，司机操作熟练，达到了反风的预期目的。1.3矿井瓦斯抽放XX为难抽煤层（透气性系数0.030.045md），抽放方式为本煤层抽放、穿层孔抽放、顶板高位钻孔抽放、采空区抽放。百米钻孔抽放量约为0.017m3/hm.min。XX于1970年建立矿井瓦斯抽放系统，目前抽方系统包括地面抽放系统和井下瓦斯抽放系统。 1.3.1地面抽放系统地面瓦斯泵房现安装有2BEC-52型水环式真空泵2台，皆为双回路供电。室内装有KJ系列抽放瓦斯监控子系统。地面瓦斯抽放系统敷设管路22026m，带抽井下8个抽放地区，带抽钻孔总长32.34万m，抽放混量为100.06m3/min，抽放浓度为17.41%,抽放纯量约为17.42m3/min，月抽纯量约77.8万m3，利用率42（地面瓦斯发电站每天发电4.5万度左右）。1.3.2井下抽放系统井下建有4处移动抽放泵站，211、212、214采区泵站正在运行，北四采区泵站停运。井下在用瓦斯泵10台，分别是3台2BE1-303-0型、1台2BE1-353-1型、2台2BEA-353型、2台2BE-42型和2台SK-60型瓦斯移动抽放泵。移动泵站内皆为双回路供电，均设有KJ4N系列抽放瓦斯监控子系统，监测抽放管道及环境瓦斯浓度、负压、流量和温度等参数，并有光学、机械仪表与之相互验证。分别带抽21432工作面、21221工作面、21151工作面的采空区埋管以及21151工作面、21221工作面的高位裂隙抽放。移动泵抽放负压稳定在2050KPa，抽放浓度约为26，月抽纯量约13万m3。矿井2010度瓦斯抽放量计划1005万m3，全年实际完成1008.32万m3，钻孔工程量2010年计划22.35万m，全年实际完成27.48万m。1.4矿尘XX煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为22.2828.66%。目前井下设有静压水池（容积约540m3），南、北大巷设置干管（管径100mm），采区上下顺槽设置支管（管径50mm，各专用回风巷支管管径为25mm）目前井下防尘管路全长约19000m，干管约6800m，支管13000m。各采区、各采煤工作面、煤岩巷掘进工作面均敷设有防尘清水管路及防尘水幕，各转载点设有喷雾，防尘系统功能健全，符合规程要求。在尘源的防治与管理上，对关键地点，关键作业环节重点管理。采掘工作面施工期间，均制定有专项防尘措施，主要有：湿式打眼、煤壁注水、工作面上顺槽静压注水、放炮使用水炮皮、放炮前后洒水、放炮喷雾、防尘水幕等，通过采取一系列的综合防尘措施，做好尘源的防治工作。钻探队严格按冲尘循环图表进行冲尘,主要运输巷、主要进回风巷、主要皮带巷及采区皮带巷每周冲尘不少于1次，采掘工作面每天冲尘不少于1次。在测尘管理上，矿井配备了专职测尘员，进行粉尘测定工作。目前有GH-100型直读式粉尘测定仪3台，对井下每个测尘点粉尘半月测定一次，测定全尘和测定呼吸性粉尘，工作面每季度进行一次全工作连续粉尘测定，粉尘分散度每季测定一次，粉尘中游离二氧化硅含量每半年测定一次。1.5煤层自燃性XX煤层自燃倾向性等级为三类，不易自燃，自然发火期为92157天。矿井建立、健全了防灭火监测监控、取样化验、密闭定期检查等一系列行之有效的管理制度，井下敷设了防灭火注浆及注氮管路系统。地面注浆站装备有2台注浆泵，注浆管路长度约15000m，采取工作面随采随注和采后封闭注浆相结合注浆方法，月注黄土量为600800m3左右。矿井采掘工作面施工期间，均制定有专项防灭火措施，保证了矿井的防灭火安全。为了确保防灭火工作万无一失，我矿采取综合措施，重点加强采空区注浆工作，在浆液中加入了阻化剂（氯化镁、氯化钠）。同时，积极采用罗克休、MEA、复合胶体等新型防灭火材料对采空区进行封堵漏风，取得了良好的防火效果。1.6煤层顶底板岩性伪顶为炭质泥岩、黄褐色或淡灰色泥岩，易破碎，厚0.10.3m；直接顶为黑色泥岩或砂质泥岩，放顶易冒落，厚3.66.05m,平均厚5m,含大量带羊齿、栉羊齿、芦木、苛达等植物化石，局部为砂岩，如南翼274工作面和北翼143工作面直接顶为砂岩。老顶为灰色中细粒砂岩（S10），以石英为主，含长石及少量黑色矿物，层面含白云母片，厚1.528.6m,一般厚度8.4m。伪底为松软的灰质泥岩,厚0.10.3m。直接底为泥岩、砂质泥岩或中细粒砂岩（S9），平均厚度3m。1.7矿井涌水根据2009年矿井涌水量观测，矿井最大涌水量为250.3m3/h,正常涌水量为178.7m3/h，矿井主要充水水源为顶、底板砂岩水、太原组C3L8灰岩水、奥灰水和老空区注浆积水。依据煤矿防治水规定第十一条、第十二条要求，经公司专家评审确定XX矿井水文地质类型为中等。（1）中奥陶统灰岩含水层：该含水层平均位于二1煤层下143m,矿井西部山区广泛出露，补给条件好，区内有20个钻孔揭露该层灰岩。含水层厚度397.97m，水位标高为+117+126m，是二1煤层底板威胁最大的间接充水水源，由于太原组、本溪组隔水层阻隔，正常开采情况下奥灰水不会进入矿井。（2）C3L2灰岩含水层：该含水层位于二1煤层下平均110m，层厚一般5.8m，是二1煤层底板间接充水含水层，岩溶裂隙发育中等。对现采掘头面无威胁。（3）C3L8灰岩含水层：该含水层位于二1煤层下平均20m35m，均厚4.5m，属二1煤层底板直接充水含水层，岩溶裂隙不发育，井下巷道多处揭露该含水层，以消耗静储量为主，仅局部出水，涌水量在35 m3/h，补给微弱，对井下生产无影响。（4）二1煤层顶板砂岩含水层：二1煤层顶板为S10砂岩，均厚8.4m，裂隙不发育，富水性弱，补给条件差，一般与其它含水层无水力联系，采掘揭露时表现为无水或滴淋水，并很快自行疏干。（5）第三、四系含水层：第三系砾岩裂隙水和第四系砂砾岩中的孔隙潜水，以接受大气降水补给为主，水量丰富，随季节动态变化。第三系底部粘土隔水层分布广、厚度大，且均匀，能有效阻隔上部含水层向矿井涌水，对生产无影响。（6）XX排水系统现有两个主排水泵房，分别是一水平泵房（150m标高）和二水平泵房（365m标高），具体情况如下：1）一水平泵房一水平泵房主要担负排出一水平（150地区）矿井涌水的任务。泵房内装备3台D450606型水泵，其中工作水泵、备用水泵、检修水泵各1台，配用电机为YB560M24型，功率710KW，排水管路为两趟200mm直接排至地面，排水高度为313m，水仓总容积为2942m3。一水平地区现已无采掘活动，矿井正常涌水量不大于83m3/h，历史最大涌水量501m3/h（周边小煤矿建设矿淹井时涌水量）。根据2011年5月10日排水系统联合试运结果和水泵性能测试报告显示，该泵房的排水能力满足煤矿安全规程第二百七十八条要求。2）二水平泵房二水平泵房（365m标高）主要担负二水平（300水平）及以下矿井涌水的排水任务。泵房内装备3台MD2806510型水泵，其中工作水泵、备用水泵、检修水泵各一台，配用电机为YB630S24型，功率900KW，排水管路为两趟250mm管路直接排至地面，排水高度530m，水仓总容积为4050m3。目前，二水平（300地区）矿井正常涌水量157m3/h，最大涌水量287m3/h。根据2011年5月10日排水系统联合试运结果和水泵性能测试报告显示，该泵房的排水能力满足煤矿安全规程第二百七十八条要求。1.8矿井供电XX供电系统分为地面和井下供电系统，其供电电源均来自大湖变电站，电压等级为6000V，具体情况如下：1.8.1 地面供电系统XX地面供电系统情况如下：绞车房、通风机房和地面瓦斯泵房均为高压（6000V）双回路供电。主井绞车房高压供电电源双回路分别来自大湖变电站42#盘和高压泵房07#，低压双回路电源分别来自地面变电厅和洗选厂配电室，符合煤矿安全规程第442条要求。新副井绞车房高压双回路电源分别来自大湖变电站47#盘和34#盘，低压双回路电源分别来自地面变电厅和洗选厂配电室，符合煤矿安全规程第442条要求。东风井风机房高压双回路电源分别来自大湖变电站20#盘和27#盘，线路上无分接其它负荷，符合规程第442条规定。小庄风机房高压双回路电源分别来自大湖变电站07盘和集团公司电厂638盘，线路上无分接其它负荷，符合规程第442条规定。地面瓦斯泵房高压双回路电源分别来自矿内高压泵房配电室不同母线段的4和18高压开关柜，符合规程第442条规定。工业广场地面变电厅高压双回路电源分别来自大湖变电站37盘和44盘，经两台S71000/6/0.4型变压器后，以低压380V供工业广场生产及生活用电。1.8.2 井下供电系统XX井下主排水泵房及中央变电所、采区变电所供电电源均为高压双回路供电。一水平主排水泵房高压双回路电源分别来自大湖变电站30#盘和43#盘，符合煤矿安全规程第442条规定。二水平主排水泵房高压双回路电源分别来自大湖变电站38#盘和39#盘，符合煤矿安全规程第442条规定。300中央变电所高压双回路电源分别来自大湖变电站31盘和 24盘，然后经300中央变电所配电后向各采区变电所进行高压供电。井下高压供电系统配电变压器为KSGB型矿用隔爆型干式变压器；高压开关为PBG型，具有短路保护、过载保护、电缆绝缘监视保护、电流型漏电保护、功率方向型漏电保护、高、低电压保护、跳闸原因记忆、保护器自检、模拟故障试验等保护功能。低压供电系统电压为660V，每个低压供电回路均具有过流保护、选择性漏电保护、漏电闭锁、欠压保护和负序保护功能；可实现系统绝缘监测、风电闭锁、瓦斯电闭锁、电力计量等；并具有模拟漏电、过流试验功能和不断电试验功能。同时每天有专人负责进行1次漏电跳闸试验。XX井下所有煤、岩巷掘进工作面均采用局部扇风机进行供风，局部扇风机全部实现“三专”供电和风电、瓦斯电闭锁，符合煤矿安全规程第128条之规定。1.9 矿井提升运输XX现有提升系统均为立井提升，分别为主井、新副井和老副井提升系统，其中主井主要用于提升原煤，新副井主要用于提升人员和物料，老副井基本不担负提升任务，仅服务于一水平泵房水泵司机等少数人员上下井，具体情况如下：1.9.1主井提升系统主井提升系统于1995年10月改扩建后投入运行，该系统为塔式多绳摩擦轮提升系统，井口地面标高+147.6米，井底标高296.7米。提升绞车型号为JKD3.254（由上海冶金机械厂制造），提升高度445米，最大提升速度6m/s，主滚筒与导向轮直径均为3250mm。配用电动机型号为YR63016/1430，功率2630KW，电压6KV。电控设备为焦作华飞电子电器股份有限公司的产品，型号为JTDKZN01SP。四根主提钢丝绳型号为31ZAB6V(6+12+12)+NF1670ZZ(SS)型，两根平衡钢丝绳（尾绳）为P84913923型。提升容器为箕斗，型号为JDGY12/1104，一次提升量12吨，年提升能力140万吨，满足矿井生产需要。根据煤矿安全规程第427条规定，XX主井提升系统安装有防止过卷装置、防止过速装置、限速装置、过负荷和欠电压保护装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置、满仓保护装置和减速功能保护装置。按照规程和质量标准化要求，绞车房内建立有巡回检查记录、司机交接班记录、钢丝绳检查记录、干部上岗记录、提升装置检查及保护装置试验记录、事故记录等，并且各项记录均能按要求认真填写。1.9.2 新副井提升系统XX新副井提升系统1987年8月建成投入运行，该系统为多绳落地式摩擦轮提升系统。提升绞车型号为JKMD2.84，提升高度432米，最大提升速度8.4m/s，主滚筒直径2800mm，导向轮直径为2500mm。配用电动机型号为YR63010/1180，功率630KW，电压6KV。电控设备为焦作华飞电子电器股份有限公司的产品，型号为JTDKZN01SP。四根主提钢丝绳型号为28ZAB6V34+NF1670ZZ(SS)，两根平衡钢丝绳（尾绳）为P8（47）11319NF型。提升容器为罐笼，东码为三吨单层双车罐笼，西码为一吨双层双车罐笼，提升能力满足矿井生产需要。根据煤矿安全规程第427条规定，XX新副井提升系统安装有防止过卷装置、防止过速装置、限速装置、过负荷和欠电压保护装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置和减速功能保护装置，并且能够按要求对各种保护装置进行试验。按照规程和质量标准化要求，绞车房内建立有巡回检查记录、司机交接班记录、钢丝绳检查记录、干部上岗记录、提升装置检查及保护装置试验记录、事故记录等，并且各项记录均能认真填写。1.9.3老副井提升系统老副井提升系统1963年投入运行，该系统为单绳缠绕式绞车提升，井筒断面为圆形，直径5.5米，井口地面标高+147.7米，井底标高158.2米。提升绞车型号为2M3000/15202型，井架高度19.25米，提升高度306米，最大提升速度5.8m/s，主滚筒直径3000mm，天轮直径为3000mm。配用电动机型号为AMO1588，电动机功率380KW，电压6KV。提升钢丝绳型号为31ZAB6V(6+12+12)+NF1670ZZ型。提升容器为一吨双层单车罐笼。根据煤矿安全规程第427条规定，XX老副井提升系统安装有防止过卷装置、防止过速装置、限速装置、过负荷和欠电压保护装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置、松绳保护装置和减速功能保护装置。按照规程和质量标准化要求，车房内建立有巡回检查记录、司机交接班记录、钢丝绳检查记录、干部上岗记录、提升装置检查及保护装置试验记录、事故记录等，并且各项记录均能按要求认真填写。矿井提升系统全部按照规程和质量标准化要求，定期进行性能测试和对关键零部件进行探伤。1.9.4 矿井运输系统XX运输系统由大巷电机车运输系统、胶带输送机运输和采区上下山轨道辅助运输设备组成。其中：（1）大巷运输设备为CDXT8型蓄电池电机车、MG1.1/6型固定式一吨矿车及MD3.3/6型三吨底卸式矿车，其中蓄电池电机车为隔爆型并安装有瓦斯报警断电仪和蓄电池容量指示仪。目前，二水平大巷行人运输主要采用PRC12-6/3平巷人车运输，三水平轨道暗斜井安装有RJHY45型可摘挂式架空人车装置（猴车），主要服务于-600地区；且三水平猴车道、南六轨道等斜巷安装有行人助力装置。大巷主要运输线轨道为30kg/m轨道，运输大巷安装有泄漏通讯系统和运输调度信号闭塞指挥系统，为矿井安全运输提供了保障。（2）原煤运输系统在用运输设备型号分别为：DT12501000/2160、GX10001000/2160型钢丝绳芯强力胶带机和STJ1000/290S、SJ10001000/2132型普通强力胶带机、STG800/240型、MPJ800/22型胶带输送机以及SGW40T刮板运输机。井下所有在用胶带输送机均安装有煤位、防滑、跑偏、烟雾报警、超温自动洒水等综合保护装置。（3）斜巷提升系统运输设备目前XX斜巷提升系统主要由采区上下山轨道和顺槽运料巷组成，运输设备主要采用JD40、JD25、JD11.4型调度绞车。斜巷内均按要求在一定位置安装挡车器、上车场安装磕头闸（卧闸）。所有斜巷安全设施（挡车器、磕头闸）均能正确使用。通过自检，目前XX现用机电运输设备选型均符合规程及有关规定要求证件齐全，安全保护装置齐全可靠。1.10从业人员及车辆XX现有在册职工3809人，共有井下区队23个；井下职工为三班不间断作业；日常井下职工人数：八点班约860人左右，四点班约550人左右，零点班约540人左右。 XX现有货运汽车3辆，中型客车及小汽车若干，发生事故后，均可作为抢险运输车辆使用。2 矿井危险分析：2.1 可能发生重大瓦斯事故的地点2.1.1可能发生瓦斯燃烧或瓦斯爆炸事故的地点：1) 各回采工作面：2115、2122、21432、2806、2141北、21072、2206改造煤柱工作面；2) 各回采工作面采空区或工作面上部切顶线附近；3) 风量不足的高瓦斯掘进头；4) 采掘工作面运输机底部；5) 回采工作面上隅角；6) 煤巷（2091上、下顺槽，2141北上、下顺槽，2145上、南下、北下顺槽，21231上、下顺槽，21072上、下顺槽及切眼，2095进风巷等）掘进工作面；7) 煤岩交接巷道高冒处；8) 各种穿煤的钻孔孔口及钻场附近；9) 瓦斯泵房或瓦斯临时抽放泵站；10) 瓦斯抽放管路内；11) 密闭不严有适量漏风的密闭内；12) 其他可能出现瓦斯聚积的地点。2.1.2可能发生煤与瓦斯突出事故的地点：1) 突出地区岩巷（深部新区岩巷）揭煤；2) 各类横川揭煤；3) 处于地质构造区或应力集中区的煤巷掘进工作面；4) 突出地区的煤巷掘进工作面（2091上、下顺槽，2145南下、北下顺槽，21231下顺槽，2095进风巷等）；5) 突出地区正在施工的各类钻孔；6) 突出地区的各类回采工作面（21151、2122、28062、2141北）。2.1.3可能发生有害气体窒息事故的地点：1) 为抑制有害气体涌出而采取均压通风的巷道或回采工作面；2) 通风不畅的微风、无风巷道；3) 没有采取有效封闭的盲巷；4) 揭露积存大量有害气体的巷道或采空区的采掘工作面。2.2 可能发生煤尘爆炸事故的地点包括各回采工作面、各煤巷掘进头、各运输设备的转载点附近、所有煤尘超标严重的巷道等。上述地区由于瓦斯涌出量大，且通风路线长，因此，在掘进和回采时可能发生瓦斯、煤尘爆炸事故。上述地区在预防瓦斯爆炸方面应作为重点，并作为预防煤与瓦斯突出的重点。2.3 可能发生火灾事故的地点2.3.1可能发生内因火灾事故的地点：1) 2206改造煤柱、28062、21072、21432等放顶煤工作面的开采线、停采线；2) 2206改造煤柱、28062、21072放顶煤工作面采空区内的上下顺槽位置；3) 放顶煤开采上下区段之间的小煤柱附近；4) 煤巷掘进巷道高冒处；5) 揭煤横川煤岩交接处；6) 砌碹煤巷巷道的壁后；7) 整修巷道的高冒绞架处；8) 密闭不严有适量漏风的煤巷密闭内；9）其他漏风通道的进风侧。2.3.2可能发生外因火灾事故的地点：1) 所有的变电所、机电峒室、移动变电站；2) 所有存放易燃物品的地点；3) 各条皮带运输线；4) 各种高、低压电缆放炮处；5) 各种采掘头面、巷道整修放炮地点；6) 所有的井下点焊、气割作业点。2.4 可能发生冒顶事故的地点1) 所有的采掘工作面；2) 较大的巷道交叉点；3) 断面较大的各种峒室；4) 受采动影响的巷道和峒室（212采区轨道、皮带及回风巷、北翼主皮带、北翼第二总回、2145底板抽放巷、南六总回风等）；5) 严重失修的巷道（北七轨道、火药库回风、南二岩石下山、南翼流煤巷等）；6) 巷道整修作业点；7) 锚杆支护质量较差的巷道；8) 处于地质构造带的各类巷道。2.5 可能发生水灾事故的地点1) 岩巷掘进工作面：2117底抽巷，2145专用回风巷，2095北底抽巷，212采区轨道下山延伸段，2124底抽巷，-600m南大巷，3001底抽巷等；2) 可能揭露导水断层的各类采掘工作面；3) 位于承压水之上揭露未封地质钻孔或张性断层的各类采掘工作面；4) 接近积水巷道（积水采空区）的各类采掘工作面：2145专用回风巷，21152顺槽、切眼，21452顺槽、切眼，2806上、下顺槽及切眼，2123上顺槽，2107上下顺槽等地点应注意采空区注浆水；5) 安全距离不足的各类探放水点；6) 强度不足发生溃浆（溃水）的各类密闭墙（挡水墙）附近。2.6 可能发生重大运输事故的地点1) 副井提升；2) 主井提升；3) -300m水平各大巷运输。2.7 可能发生重大灾害事故的原因2.7.1 可能发生重大瓦斯事故的原因(1)可能发生瓦斯燃烧或或瓦斯爆炸事故的原因1)有瓦斯聚积，其原因是：a.巷道贯通，调整通风系统不及时或调整通风系统不合理；b.掘进工作面风量配备不足；c.掘进工作面风筒脱节；d.局扇配风不足，风机循环；e.通风系统不稳定，风流短路，导致采煤工作面风量不足、掘进f.工作面风机循环；g.采掘工作面发生煤与瓦斯突出或瓦斯涌出异常；h.采掘工作面空帮空顶、片帮冒顶形成空洞；i.回采工作面上隅角落后或风帐吊挂不好；j.采掘工作面或运输线运输机底部通风不畅；k.采掘工作面过老巷采取措施不当；l.排瓦斯没有执行限量排放；m.锚杆孔口、抽放钻孔孔口风流小时；n.密闭内、盲巷内；o.掘进工作面局扇跳闸停风；p.主扇停运。2)有火源产生，其原因是：a.井下电火焊、气割、照相、录像；b.放炮产生爆燃；c.电器失爆；d.电缆放炮；e.作业人员将火源带入井下；g.运输机械磨擦；h.机械碰撞；i.岩石磨擦；j.金属支架断裂；（以上为外因火源）；k.采空区遗煤自燃；l.漏风通道进风侧煤炭自燃；m.煤巷高冒处煤炭自燃；n.横川揭煤煤岩交接高冒处煤炭自燃；o.漏风密闭内煤炭自燃；（以上为内因火灾）。3)有供氧条件。(2)可能发生煤与瓦斯突出事故的原因：1) 煤层本身具有发生煤与瓦斯突出的特性；2) 作业场所处于构造应力集中区或采动应力集中区；3) 消突措施不到位；4) 有诱发突出的行为：扩修巷道、掘进、打钻等；(3)可能发生有害气体窒息事故的原因：1) 在作业区采用均压通风方式抑制有害气体涌出，均压系统失压；2) 人员误入通风不畅的微风、无风巷道或在其内作业；3) 盲巷管理不善，人员误入；4) 采掘工作面揭露积存大量有害气体的巷道或采空区。2.7.2 可能发生煤尘爆炸事故的原因：综合防尘制度落实不严，风流中的矿尘浓度超限达到爆炸范围，矿井防火工作不到位，遇火源产生爆炸。(1)矿尘浓度超限，其原因是：冲尘不及时，巷道积尘多；湿式打眼执行不好，放炮不使用水炮泥，产尘量大；抽放钻孔施工不加强灭尘；风流净化水幕安设、使用不到位，消尘作用差；各运输转载点喷雾效果差，产尘量大。(2)存在引爆火源：瓦斯爆炸产生的火源；井下电火焊、气割、照相、录像；放炮产生爆燃；电器失爆；电缆放炮；作业人员将火源带入井下；运输机械磨擦；机械碰撞；岩石磨擦；金属支架断裂；（以上为外因火源）；采空区遗煤自燃；漏风通道进风侧煤炭自燃；煤巷高冒处煤炭自燃；横川揭煤煤岩交接高冒处煤炭自燃。2.7.3可能发生火灾事故的原因瓦斯、煤尘爆炸及井下电火焊、气割、照相、录像；放炮产生爆燃；电器失爆；电缆放炮；作业人员将火源带入井下；运输机械磨擦；机械碰撞；岩石磨擦；金属支架断裂；（以上为外因火源）；采空区遗煤自燃；漏风通道进风侧煤炭自燃；煤巷高冒处煤炭自燃；横川揭煤煤岩交接高冒处煤炭自燃；漏风密闭内煤炭自燃；（以上为内因火灾）等事故产生的火源导致可燃物燃烧、瓦斯燃烧、煤尘燃烧的情况下均可导致火灾的发生。2.7.4 可能发生冒顶事故的原因采掘工作面过断层、褶曲、破碎带、或老空、老巷未采取有效措施；采煤工作面初次来压、周期来压，支护强度不够。采煤工作面支护不及时、丢斜角过大导致空顶面积大而引发冒顶；采煤工作面顶板（顶煤）破碎，压力大，片帮严重，或架前流煤导致冒顶；采煤工作面支架不均匀，支柱迎山不合理，导致推棚冒顶；采煤工作面倾角大，无抬棚或木垛支护，采放煤过程中发生推棚冒顶。综采（放顶煤）工作面倾角大，发生倒架冒顶。采掘工作面放炮时，爆破参数不合理，崩翻支架导致冒顶；采掘工作面冒顶后没有及时绞架接顶，虚关门，高处岩石（煤炭）冒落，砸翻支架，导致二次冒顶。地应力大、采动压力大，支护强度不足，折梁断柱多，维修不及时，导致巷道冒顶；巷道拐弯、贯通、支护规格改变时，没有及时采取有效措施，翻棚发生冒顶。锚杆支护巷道设计支护强度不够或支护质量较差，没有采取离层观测手段，导致巷道突然冒顶。轨道跑车撞翻支架导致冒顶。不合理起吊重物导致支架失稳发生冒顶。2.7.5 可能发生水灾的原因在底板承压水上施工的采掘工作面因岩柱过小强度不足导致底板突水。采掘工作面揭露封闭不良钻孔或导水断层。地面防洪不力，地表水进入井下。水文地质情况不清，预报不准，探放水措施不到位，导致采掘工作面接近老空积水区、含水断层、陷落柱、强含水层时发生透水事故。掘进施工跑线，地测资料有误，误入含水区。各种防水煤柱宽度留设过小或防水煤柱遭到破坏，发生透水。矿界煤柱遭破坏，临近矿井（多为小煤矿）出水时，波及本矿井。水仓不及时清理，容量下降，排水设备坏，不及时维修，造成水灾。供电系统出现故障，主排水泵不能排水，造成水灾；以前出水点管理不完善，因管路锈蚀，大量出水造成水灾。2.7.6 可能发生重大提升、运输事故的原因提升、牵引设备不完好或司机、信号工操作不当，发生跑车、坠罐、过卷等情况。钢丝绳质量差或磨损超过规定，没有认真检查更换钢丝绳，发生断绳事故。钩头或串车连接装置不合格。防跑车、防坠罐、防过卷装置不合格。3. 发生重大灾害事故的预兆3.1 发生煤与瓦斯突出事故的预兆有声预兆预兆声音的大小、间隔时间、煤体深处发出的声响种类不同，有的象炒豆似的噼噼啪啪声，有的象鞭炮声，有的象机关枪连射声，有的象跑车样的闷雷声、嘈杂声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。无声预兆煤层结构构造方面的显现：煤层层理紊乱，煤变软、变暗淡、无光泽，煤层干燥和煤尘大，煤层受挤压褶曲、变粉碎、厚度变大，倾角变陡。地压显现方面的表现：压力增大使支架变形，煤壁外鼓、片帮、掉碴，顶板出现冒顶、断裂、底板出现鼓起，炮眼变形装不进药，打钻夹钻、顶钻等。其他方面的预兆：瓦斯涌出异常、忽大忽小，煤尘增大，空气气味异常、闷人，煤温或气温降低或升高。3.2 发生火灾事故的预兆巷道中出现雾气或巷道壁挂“汗”。出现火灾气味：煤油味、汽油味、松节油味或煤焦油的恶臭味，空气温度和煤壁温度升高，感到非常闷热，并超过70，风流中出现一氧化碳，且有急剧上升的趋势；出现火炭、火焰、烟雾等现象；人体不适：头痛、心闷、精神疲乏，甚至有呕吐现象。3.3 发生冒顶事故的预兆顶板连续发生断裂声，顶板掉渣，顶板裂缝增加或裂隙张开，顶板脱层，煤壁受压后，煤质变软，片帮增多，支架折断、压辟，发出声响，支柱急剧下缩并发出强烈的摩擦声，单体柱自动放液，绞接梁扁销子被挤出，支架大量压入底板，瓦斯涌出量突然增大，有淋水的顶板，淋水增加。3.4 发生水灾事故的预兆工作面变的潮湿，顶板淋水，岩石膨胀，底板鼓起，工作面压力增大，煤层里有吱吱的水叫声，甚至有向外滋水的现象，煤层挂汗，工作面发潮，甚至有淡淡的雾气，有阴凉的感觉，闻到有臭鸡蛋气味，水味发涩，水发红，煤壁上挂红。3.5 发生重大提升、运输事故的预兆1) 主提升钢丝绳：钢丝绳出现断丝超限、直径变细、麻芯外露、点蚀严重；主电机超温、冒烟；减速机断齿、声音不正常、联轴节固定螺栓崩断；提升容器：主拉杆脱帽、滑扣；提升机保护失灵、发生过卷、重大过卷事故；由于大范围突然停电出现提升机至少30分钟以上无电事故。2) 斜坡轨道提升钢丝绳：钢丝绳出现断丝超限、直径变细、麻芯处露、点蚀严重、扭曲或变形严重；钢丝绳使用期间，断丝数突然增加或伸长突然加快；钢丝绳锈蚀严重，或点蚀麻坑形成沟纹或外层钢丝松动。3) 倾斜井巷使用串车提升时，各项保护未按要求装置设或保护失灵的：在倾斜井巷内未安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的跑车防护装置或其装置失灵的；在各车场未按要求安设能够防止带绳车辆误入非运行车场或区段的阻车器或该车器失效的；在上部平车场入口未安设能够控制车辆进入摘挂钩地点的阻车器或该车器失效的；在上部平车场接近变坡点处，未安设能够阻止未连挂的车辆滑入斜巷的阻车器或该阻车器失效的；在变坡点下方略大于1列车长度的地点，未按要求设置能够防止未连接的车辆继续往下跑的挡车栏或该挡车栏失去保护作用的；各车场未按要求装设甩车时能发出警号的信号装置。4) 矿井轨道未按标准铺设，检修质量不符合要求的。扣件不齐全、不牢固并与轨型不相符；直线段2条钢轨顶面的高低差以及曲线段外轨设计加高后，与内轨顶面的高低偏差大于5mm的；直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差超过5mm，下偏差超过2mm；轨枕下未捣实，道床未清理，有杂物、有浮煤或积水的。5) 提升物料的斜坡轨道，挡车装置未经常处于关闭状态。6) 未严格执行“行人不行车，行车不行人，开车亮红灯”制度的。7) 斜井串车提升时，有蹬钩、行人现象的。8) 井下电机车的闸、灯、警铃（喇叭），连接装置和撒砂装置，存在任何一项不正常或防爆部分失去防爆性能的。9) 未按要求对绞车各项保护进行试验或保护装置动作不灵敏、可靠的。4. 重大灾害事故的预防计划4.1 预防瓦斯爆炸处理计划4.1.1加强矿井通风管理，改善矿井通风系统。（1）通风巷道的维修，要纳入矿井作业计划以降低矿井通风阻力，保证矿井有足够的通风能力，采掘工作面要有独立的通风系统，严禁不合理串联、角联、扩散、老塘通风，保证通风系统的合理性。（2）通风区构筑通风设施时要合理选择通风设施位置，保证通风设施质量标准，严格通风设施管理。井下所有的通风设施全部由通风区管理，施工单位对所辖区域的通风设施负责监护，不经通风区同意，任何单位和个人无权拆除或破坏。（3）为保证风流稳定，所有要害地点风门必须实行联锁并进行监控，严禁两道风门同时敞开造成风流短路。（4）严格测风制度。每十天进行一次全面测风，每次通风系统调整后，通风区要立即组织对该地区进行一次漏风检查，调整结果及处理意见上报有关领导。4.1.2加强井下火源管理，消除瓦斯引爆条件（1）井下严禁带电检修，搬迁电器设备和电线电缆；机电部门必须严把电气设备的入井、安装、使用、维护和检修开关；失去防爆性能的电气设备应立即处理和更换，不得继续使用；井下供电应做到：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头；有过流和漏电保护，有螺栓和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置，电缆悬挂整齐，防护装置齐全；坚决使用漏电继电器，煤电钻综合保护和局扇的风、电、瓦斯闭锁等。（2）严格停送电制度，配电工每次送电前，必须经瓦斯检查员在现场检查电器设备前后范围内的瓦斯，井下所有电气设备必须设专人负责管理。（3）各单位机电维修工必须熟悉掌握本单位管辖范围内的供电系统，以防误操作造成事故。（4）井下和井口房内不得从事电火焊。若必须在上述地点进行电火焊时必须制定安全措施和审批手续。（5）矿灯应完好、严禁拆卸、敲打、撞击矿灯；严格控制摩擦、撞击产生火花等。（6）严禁携带烟草和点火物品下井；井口房通风机房和瓦斯泵房附近20米内，不得有烟火或用火炉取暖；井下严禁使用灯泡或电炉取暖严禁穿化纤衣服和带电子手表下井等。（7）加强放炮管理。应全部使用三级乳化炸药；在打眼、装药、封泥、放炮和瓦斯检查各工序中必须严格执行“作业规程”和煤矿安全规程中有关规定。严禁放糊炮和明火放炮，确保放炮质量。（8）井下严格执行用电申请制度。4.1.3 加强矿井瓦斯监测，建立健全瓦斯检查制度。（1）通风区必须按照矿井通风安全监测装置使用管理规定。要求对井下规定地点安装瓦斯遥测断电仪，并保证灵敏可靠。（2）瓦斯检查员要认真执行瓦斯检查制度和请示报告制度，认真填写瓦斯记录牌及其检查手册，并严格执行现场交接班制度。（3）顶层煤巷掘进头，顶层工作面，瓦斯涌出量异常的岩巷工作面都必须设专职瓦斯检查员。4.1.4 盲巷管理(1)封闭盲巷时必须把盲巷口处的一切导电物体（瓦斯抽放管除外）断开。(2)严禁随意停电停风和随意送电送风。凡局扇无计划停风的，无论是否造成瓦斯积聚，检查科都要严肃追查责任。(3)临时停工地点，不得停风。如果停风时，立即切断电源，撤出人员，并在回风流与新鲜风流汇合处断开风筒，打好栅栏，揭示警标。当停工地点的瓦斯或二氧化碳浓度达到或超过3.0%时，或其它有害气体浓度超过规程规定而不能立即处理时，必须在24h内采取木板予以封闭。(4)打栅栏的盲巷，其栅栏位置必须设在距离巷道口5m范围内，但必须全断面设置，且栅栏孔规格不得大于 200mm。栅栏要牢固可靠，警标设置要醒目。(5)凡密闭或打栅栏和盲巷，通风区都要编号，建立台帐，填入采掘工程平面图和通风系统图并及时报告有关领导和科室。封闭的盲巷一般每周检查一次封闭情况，打栅栏的盲巷要设检查点，每班至少检查一次瓦斯。(6)当掘进巷道接近或贯通盲巷时，在距盲巷20m 以前必须停止掘进，由测量部门通知有关部门制定出安全措施。(7)掘进工作面与老空巷及无法恢复通风的巷道贯通时，探眼探透后必须停止放炮，只准用手镐贯通。4.1.5 瓦斯排放(1)临时停风时间短，瓦斯浓度不超过3%的掘进头，由通风区班长和瓦斯检查员及施工单位跟班队长负责就地排放。(2)巷道瓦斯浓度超过3%，排放瓦斯风流直接进入回风系统，不影响其它采掘面时，通风区制定排放措施，矿总工程师或通风副总组织有关部门共同审查后排放。 (3)对于排放瓦斯浓度在5%以上，长度大于200m且瓦斯浓度在5%以上的盲巷，排放工作由局救护队负责进行。4.1.6 巷道掘进及贯通管理(1)掘进巷道贯通时，必须由矿总工程师亲自审查，并负责指定专人负责贯通实施。(2)凡相向掘进贯通的巷道，相距20m 时（突出危险区域或应力集中区域除外），必须停止一个工作面掘进，但必须保持正常供风，且每次放炮前都必须派人检查停工巷道面貌及瓦斯浓度，供风情况等。(3)间距小于 20m的平行巷道，其中一个巷道放炮时，两个掘进工作面的人员必须都撤至安全地点。(4)煤巷掘进工作面必须达到掘进安全技术装备系列化标准的要求，否则不准施工。(5)掘进工作面严禁使用3台以上（含3台）的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用一台局扇同时向2个作业的掘进工作面供风或多头轮换作业的施工组织形式，严禁任何人擅自改变风筒位置或切断风筒。(6)所有顶层煤巷掘进工作面或瓦斯涌出异常的其它掘进工作面供电设备必须做到“双局扇双电源自动倒台”、“三专两闭锁”和“瓦斯超3%闭锁”。4.1.7 其它方面的瓦斯管理(1)加强瓦斯抽放，在安排生产计划的同时，要考虑到瓦斯抽放地区，确保采、掘、抽平衡。(2)井下杜绝微风或无风巷道。(3)采煤工作面瓦斯管理中，强化上隅角和运输机局部的局部瓦斯管理。(4)专用变压器最多可向4套不同掘进工作面的局部通风机供电； 用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源；恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可由指定人员开启局部通风机。(5)通风区对通风网络中角联巷道内通风状况要每天检查。4.2 预防煤与瓦斯突出处理计划1) 所有入井单位与人员必须贯彻和学习本计划，并有记录可查。2) 井下所有工作人员必须熟悉掌握瓦斯突出预兆，例如：煤炮声、支架声响、岩煤开裂、掉碴、底鼓。岩煤自行剥落，煤壁颤动，钻孔变形、垮孔顶钻，夹钻杆；瓦斯涌出异常，瓦斯浓度忽大忽小，煤尘增大、气温、气味异常，打钻喷瓦斯、喷煤、哨声、风声、蜂鸣声等，如果出现这些预兆时，必须停电撤人并及时向矿有关部门（通风、安检）汇报。3) 建立健全防突机构，加强预测预报工作，根据区域、局部防突两个“四位一体”综合防突措施的要求，做到层层落实，人人把关。4) 突出危险区域内石门揭煤前，必须进行区域效果检验、防突参数测定，并依据测定的结果制定揭煤安全措施。5) 突出危险区域内石门揭煤前，通风设施必须牢固可靠，并设坚固反向风门，通过反向风门的铁风筒须设防逆风装置。6) 顶层煤巷及实体煤掘进，必须进行区域防突措施、区域效果检验、区域验证、局部综合防突措施等工作。7) 石门掘进过程中，加强地质勘探工作，掌握施工进度，严防在掘进过程中误穿煤层。8) 在突出危险区域内严禁串联通风，两个工作面不得相向回采或掘进。9) 突出危险区域内采掘工作面安设直达调度室的电话。10) 所有防突设施通风区必须保证其运转良好。4.3 预