计划[2015] 02号矿井灾害预防与处理计划(终)

荥经县山川煤业有限责任公司2015年矿井度灾害预防与处理计划编号计划201502号名称2015年度矿井灾害预防与处理计划编制人李群林技术负责人矿长批准日期年月日执行日期年月日会审表项目名称2015年度矿井灾害预防与处理计划部门会审意见签名日期矿长技术负责人生产矿长安全矿长通风矿长机电矿长编制人调度室安监科生产科通风科机电科一、存在主要问题二、处理意见贯彻学习情况记录贯彻时间贯彻地点主持人贯彻人学习内容2015年度矿井灾害预防与处理计划参加学习人员签字目录第一章编制原则6第二章概况6第一节矿井概况6第二节主要生产系统与安全设施建设情况11第三章2015年生产安排情况16第一节全年生产安排概述16第二节2015年生产、掘进接替安排计划16第四章矿井瓦斯事故的预防和处理17第一节矿井瓦斯危险分析17第二节矿井瓦斯事故的防范措施20第三节发生瓦斯事故的处理计划32第四节瓦斯灾害事故指挥部39第五节瓦斯事故灾后恢复的措施42第五章矿井火灾的预防和处理44第一节矿井火灾隐患分析44第二节火灾的预防措施47第三节矿井火灾处理计划50第四节火灾事故指挥部59第五节火灾事故灾后恢复的措施60第六章矿井煤尘事故的预防和处理60第一节矿井主要尘源及易发生煤尘爆炸地点的情况分析60第二节煤尘爆炸事故的防治措施62第三节发生煤尘事故后的处理计划66第四节煤尘灾害事故指挥部67第五节煤尘事故灾后恢复的措施68第六章矿井水灾的预防和处理68第一节矿井水灾隐患分析72第二节水灾事故的预防措施76第三节水灾事故的处理计划83第四节水灾事故指挥部94第五节水灾事故灾后的恢复措施95第七章矿井顶板事故的预防和处理96第一节顶板事故分析96第二节顶板事故的预防措施101第三节顶板事故的处理计划107第四节顶板灾害事故指挥部114第五节顶板事故灾后恢复的措施114第八章矿井机电、运输事故的预防和处理116第一节机电设备事故的隐患分析116第二节机电设备事故的预防和处理117第三节供电事故的预防和处理120第四节运输事故的预防和处理126第五节矿井机电、运输事故指挥部128第九章矿井突然停电事故的预防和处理129第一节矿井突然停电事故隐患分析129第二节矿井突然停电事故的防范措施129第三节矿井发生突然停电事故后的处理计划131第四节矿井突然停电事故指挥部133第十章矿井爆破材料爆炸事故的预防与处理133第一节预防雷管炸药爆炸事故的主要措施133第二节雷管炸药爆炸事故的处理137第十一章计划的贯彻与落实139第一节非常仓库（消防材料库）的设置139第二节批准后的计划学习考试与贯彻执行141第三节批准后的计划检查、落实及修改工作142第四节救灾演习工作142第五节救灾演习或发生灾害后人员的统计142第十二章救护队实施救护行动线路及签订救护协议说明143第一节救护队实施救护行动路线143第二节签订救护协议说明144第三节创伤急救原则144第十三章安全技术培训计划151第一章编制原则为全面贯彻“安全第一、预防为主”的安全生产方针，防止煤矿各类事故的发生，确保2015年本矿井有效预防灾害事故，快速处理事故，促进矿井的安全生产，根据煤矿安全规程第九条规定，并结合我公司生产实际，特制定2015年矿井灾害预防和处理计划（以下简称计划）。编制过程中应坚持以下原则1、贯彻执行预防为主的方针，坚持防治结合的原则，保障矿井安全生产。2、作为事故处理和抢救人员的行动纲领。3、便于将事故消灭在初始阶段或防止事故扩大，将损失减少到最低程度。第二章概况第一节矿井概况（一）交通位置荥经县中学煤矿位于荥经县花滩镇光和村，行政隶属荥经县花滩镇管辖。矿山位于荥经县城275方向，直距约115KM。矿区中心地理坐标东经1024357，北纬294814。矿区有25KM矿山公路与108国道连接，往东经花滩镇至荥经县城13KM，至雅安市45KM，到成都市140KM；往西经泗坪，翻泥巴山至汉源县城约105KM。矿区交通较方便（详见交通位置图荥经县中学煤矿位于荥经县花滩镇光和村，行政隶属荥经县花滩镇管辖。矿山位于荥经县城275方向，直距约115KM。矿区中心地理坐标东经1024357，北纬294814。矿区有25KM矿山公路与108国道连接，往东经花滩镇至荥经县城13KM，至雅安市45KM，到成都市140KM；往西经泗坪，翻泥巴山至汉源县城约105KM。矿区交通较方便（详见交通位置图）。（二）矿井范围2014年1月23日取得四川省国土资源厅颁发的采矿许可证（证号C5100002011011120104442，有效期至2015年3月25日），矿区范围由112号拐点坐标圈定，矿区面积22674KM2，允许开采五连煤层，独连煤层、三连煤层、双龙煤层，煤层平均倾角69，开采深度1156M701M。（三）开采煤层及储量矿井设计可采煤层一层,即五连煤层，独连煤层、三连煤层、双龙煤层；保有资源储量6065KT其中（122B）19510KT，（333）41140KT。在保有资源储量中，原矿权范围内保有（122B）1130KT，（333）1060KT；增扩矿权范围内保有（122B）18380KT，（333）40080KT。矿井可采储量为369664KT。（四）矿井设计生产能力矿井采用斜井开拓方式，倾向长壁采煤法。正常生产时布置1个对拉采煤工作面，4个掘进工作面，矿井设计能力15万吨/年，服务年限19年。（五）矿井建设情况我公司为省政府办公厅川办函【2007】14号文件批复的资源整合矿井。四川省经济和信息化委员会于2010年2月1日以川经信煤炭函2010148号文批复我矿整合工程初步设计，设计规模150KT/A，建设工期为18个月；四川煤矿安全监察局于2010年3月22日以川煤监【2010】174号文批复我矿整合工程初步设计安全专篇；雅安市安监局于2010年4月14日以雅安市安监【2010】217号文件同意我矿技改动工备案，荥经县安监局于2014年4月22日以荥安监【2010】153号文批复工矿技改动工，在此期间我矿根据技改实际，对整合工程初步设计进行调整；经雅安监【2014】353号文件技改工期延续到2015年4月9日。（六）组织机构配有矿长、安全、生产、机电副矿长和总工程师各1名。设置有调度室、安监科、生技科、通风科、机运科等生产技术安全管理科室和采煤队、掘进队、运输队、机电队、通风队、辅助救护等作业队伍，机构设置符合“五长、五科、五队”管理机构要求。矿井共配备安全工、瓦检工、爆破工、机车司机等特种作业人员95人，均经培训合格，持证上岗。（七）开采技术条件1、煤层赋存情况。五连煤层该煤层赋存于须家河组中段（T3XJ2）上部，为区内层位最高，呈层状似层状，全区可采煤层，距该段顶界1428M。据北、东、南三面相邻煤矿（厂）开采和钻孔的23个测厚点（站）了解，煤层为复煤层，显34层夹矸，45层分煤层，复杂结构，从上往下由棚炭、花炭、腰炭、正炭或底部见多一层夹矸，有槽口炭（底炭）等组成，见以正炭或正炭与槽口炭厚度较大，其余分煤厚度均较薄特征。煤层厚度088168M，平均101M，其中棚炭厚002017M，平均013M；花炭厚005019M，平均009M，与棚炭间夹矸厚001016M，平均009M；腰炭厚004032M，平均009M，与花炭间夹矸厚005013M，平均007M；正炭007060M，平均034M，与腰炭间夹矸，厚003013M，平均006M；局部因正炭中间有一层较薄的夹矸，厚001016M，平均004M，其底部有槽口炭分煤层，厚008052M，平均030M。该煤层净煤厚069100M，平均079M；34层夹矸总厚013041M，平均024M，为灰黑色含炭泥（页）岩层，夹砂质泥岩，泥质粉砂岩。独连煤层该煤层赋存于三叠系上统须家河组中段（T3XJ2）下部，呈似层扁豆状，局部可采煤层，距该段底界分界1532M；距上覆五连煤层90105M。据东侧相邻煤矿开采和钻孔的19个测厚点了解（其中2点为尖灭或薄化不可采点），煤层为单煤层，厚度具北部稍厚，南部较薄，局部尖灭薄化的特征。煤层厚度039080M，平均057M，局部增厚，如CK2孔见煤厚达106M；煤层东南部至CK4孔尖灭薄化地段，推定范围长380M、宽230M；南部工业公司煤矿开采薄化地段，B35站煤厚局部变薄至018M），推定范围长320M、宽150M。三连煤层该煤层赋存于须家河组下段（T3XJ1）上部，呈似层扁豆状，局部可采煤层。距该段顶部分界1023M，距上覆独连煤层4775M。据北部和东侧相邻煤矿（厂）开采和钻孔等21个测厚点了解（其中5个点为薄化不可采点），煤层为三分复煤层，呈二荒三煤结构，煤层厚度047084M，平均071M，总体呈北部煤层较厚，中、南部较薄，且含有薄化尖灭（CK4孔）地段，棚炭和腰炭较薄，底炭较厚特征。其中棚炭厚006016M，平均013M；腰炭厚005020M，平均013M；底炭厚011035M，平均026M；净煤厚031069M，平均045M。上夹矸较薄，厚001009M，平均004M，下夹矸较厚，为009021M，平均015M，为黑、灰黑色含炭泥（页）岩或砂质泥岩层夹炭质泥岩和煤线。该煤层于白果湾煤厂南侧见煤已薄化不可采，南侧CK4孔见煤厚仅015M，推测为长170M、宽120M局部不可采段，另于南部杨河沟煤矿，该煤层1000M标高以上浅部一较大的薄化带，煤层结构不变，厚度变薄为035057M，平均045M，净煤厚度为014020M，平均017M。双龙煤层该煤层赋存于须家河组下段（T3XJ2）下部，为区内最低层位，呈似层扁豆状，局部可采煤层。距该段底部分界35243M；距上覆三连煤层405635M。煤层为二分简单复煤层，据东侧相邻煤矿开采和钻孔等25个测厚点了解（其中3个点为薄化不可采点），煤层厚度043051M，平均045M（N22），个别点（Y76）局部增厚至086M，其中棚炭较厚，为018026M，平均022M，个别点局部增厚为061M；底炭较薄，为008024M，平均015M，其间炭质泥（页）岩夹矸厚005019M，平均010M；该煤层净煤厚度030050M，平均034M。局部增厚可达076M。该煤层于白果、民彬煤矿南部，至工业公司煤矿南部，至工业公司煤矿北部存在总体324方向，宽130450M，长1500M，薄化CK4（局部尖灭）地段，净煤厚度变薄为0029M。2、煤层顶底板条件五连煤层顶板为黑色炭质泥（页）岩，含菱铁矿结核及植物化石，岩顶为深灰色泥质粉砂岩，局部相变为深灰色细粒砂岩及砂质泥岩；底板为深灰色细砂岩及砂质泥岩。独连煤层顶板为黑色炭质泥（页）岩或深灰色薄层砂质泥岩，泥岩及细砂岩；底板为深灰色细砂岩或砂质泥岩。三连煤层顶底板均为深灰、黑灰色含云母细粒砂岩，局部夹炭质页岩为顶，顶板细砂岩上部含菱铁结核一层，可作该煤层的局部标志双龙煤层顶板为深灰色含云母细粒砂岩或砂质页岩，含植物化石，底板为深灰色含云母细粒砂岩，局部为砂质页岩。3、水文地质区域属川西南上升山地大区，系邛崃山脉南延峨眉册构造侵蚀块状中山区。矿区属构造侵蚀中低山斜坡地貌，呈北、西、南三面高，中、东部低地势。矿区内最高海拔1832M，位于矿区东侧海拔925M，地形起伏较大，为沟谷“V”形深切割、山高水急之狭窄沟谷地貌；两岩为岩层产状斜交之斜向斜坡，地形坡度一般1545。局部形成高50M左右之陡坎。在矿区范围内无大的常年流水（河流），均为季节性冲沟。经矿山多年开采情况分析，矿井正常涌水量22M/H，最大涌水量43M/H；951M水平正常涌水量15M/H，最大涌水量30M/H。根据矿井2014年水患现状调查报告矿井水患等级，中等。矿井水文地质条件属简单型（级）。4、地质构造据地质普查数据，本区没有发现落差较大的断层，矿井属构造侵蚀中低山形地貌，起伏较大，地势总体呈南西北三面高，中东部较低，坡体向杨河沟倾斜，属平缓褶皱中低山较简单工程地质区。地形坡度一般1225，海拔一般在11641500M左右，相对高差400M。矿山为层状岩体，岩层倾角平缓，倾向与坡向斜交，地壳的整体后动性不强，区域稳定性属基本稳定。矿山植被较发育，虽自然斜坡稳定性较好，但在暴雨季节，局部地段也易出现滑坡、泥石流等地质灾害。矿井井巷围岩主要为砂岩、泥岩类，呈稳定层状产出，属整体层状结构，岩石工程地质类型属软弱较坚硬岩石类，砂岩类较坚硬工程地质岩组，占全区6070；泥质岩类和煤层构成软弱工程地质岩组，抗压强度低。其矿井井巷围岩稳定笥中等偏弱。在泥岩及裂隙发育地段，易出现冒顶、掉块、片邦；各煤层稳定性较差，顶板坚固系数为F68，属类夹顶板，煤层采空后，因伪顶基本上全部采除，老顶下沉一般不发断裂，顶板局部易出现掉块、垮塌或脱落，底板易出现底鼓现象。而双龙煤层底板之下35243M地段为三叠系下统嘉陵江组的石灰岩，岩石工程地质类型属较坚硬岩石类。因地下采空区面积不断增大，煤层顶、底板压塌，在重力作用影响下，预测老井巷采空区的顶底板压塌的可能性大，若处不当，将对地表可能会出现更大范围的塌陷、地裂等地灾。随着采煤巷道的继续延伸（深），巷道承受的地压也随之增大，地下硐室，巷道和采掘工作面掉块、冒顶、片邦和底鼓等现象将会增加。在访问调查的井巷范围周边，预测现在和将来其采空区均存在垮塌和积水，今后开采至其周边时，应特别重视防止水文、工程地质事故的发生。（各煤层的顶板为软弱较坚硬岩石类，易出现冒顶、掉块、片邦等现象，开采过程中应重视加强采空区的及时回填及井巷支护，并按规定留足保安和防水煤柱，以防止产生地表变形及地压增加，对矿井安全带来的严重的影响。本区地质构造简单。5、瓦斯、煤尘、煤层自燃倾向性、地温根据雅市安监201537号文件批复的雅安市2014年度瓦斯等级鉴定结果为高瓦斯矿井，矿井相对CH4和相对CO2涌出量因技改矿井未定型。根据2013年5月8日，四川省煤炭产品质量监督检验站检测报告，本矿开采的各煤层煤层的检测报告，本矿开采的各煤层均无爆炸危险性。据了解，邻近矿井开采的同类煤层也都无爆炸危险性。根据2013年5月8日，四川省煤炭产品质量监督检验站检测报告，本矿开采的各煤层自燃倾向性等级为类，属不易自燃煤层。地温区内属地温正常区，井下开采未发现地温异常。第二节主要生产系统与安全设施建设情况1、开拓系统矿井采用平硐暗斜井开拓，布置有三个直通地面的井筒1100M主斜井、1100M副平硐、1156M回风斜井。主平硐用于矿井运输煤炭、进风；副平硐用于矿井进风、矸石、材料运输、设备运输、行人等；回风平硐担负矿井回风任务兼作紧急安全出口。矿井划分为2个水平，现阶段为951M水平，3个带区（目前在一带区布置9111工作面）。2、采掘系统矿井投产移交一带区、1个对拉采煤工作面、3个掘进工作面。分别在951M水平布置1个五连煤层对拉采煤工作面9111采面。在951M水平布置3个掘进工作面（即9112工作面运输巷、9112工作面北回风巷和9112工作面南回风巷）。采煤工作面设计采用倾斜长壁采煤法，截煤机掏槽、放炮落煤工艺，采用单体液压支柱配HDJA1200型金属铰接顶梁支护顶板，全部垮落法控制顶板，工作面采用刮板输送机运输，运输巷采用固定式带式输送机运输，对拉工作面走向长2100M，煤厚10M。矿井采用“三八”作业制，“一采一准”循环作业方式，循环进度12M，日推进度12M，正规循环作业率82。掘进工作面均采用炮掘机装掘进工艺，9112工作面运输巷、9112工作面北回风巷和9112工作面南非回风巷均采用锚网支护（前探梁做临时支护）。矿井开拓煤量12976万T、准备煤量12976万T、回采煤量189万T。3、通风系统本矿为高瓦斯矿井，开采不易自然煤层，煤尘无爆炸危险性。矿井采用对角式通风方式、抽出式通风方法。1075M回风平硐安设2台FBCDZ16型对旋轴流式通风机（1台工作，1台备用），配套电机功率255KW。矿井设计需风量1620M/MIN，矿井实际总进风量2528M/MIN，总回风量2645M/MIN，负压550PA，矿井等积孔223M。井下共有11道密闭，其中6道永久密闭、5道临时密闭。4、瓦斯抽采系统该矿建立了地面固定瓦斯抽采系统。在风井工业场地附近抽采站内安设1台2BE1303型瓦斯抽采泵，配套电机功率55KW；1台2BE1303型瓦斯抽采泵，配套电机功率75KW。矿井采用顺煤层钻孔抽采瓦斯。瓦斯抽采主管为D225132MM、干管为D18086MM、支管为DN110MM。5、提升系统矿井采用平硐暗斜井开拓，957M水平主平硐采用DTL65/10/237型带式输送机运输，主要运输原煤至地面煤仓。矿井副平硐担负矿井矸石提升及材料设备下放任务，副平硐一级暗斜井倾角18、斜长137M，铺设15KG/M钢轨、600MM轨距，安设1台JTPB1210P型矿用防爆提升绞车（速度184M/S，电机功率55KW），采用MGC116A型矿车串车提升，一次提升2辆矸车。二级暗斜井倾角5、斜长540M，铺设15KG/M钢轨、600MM轨距，安设1台JTPB1212型矿用防爆提升绞车（速度184M/S，电机功率45KW），采用MGC116A型矿车串车提升，一次提升2辆矸车，一、二级暗斜井担负矿井矸石提升及材料设备下放任务。6、运输系统采煤工作面原煤经SGB420/30型刮板运输机运输至顺槽运输巷一台SGB620/40T型刮板运输机运输至顺槽DTL65/10/237型带式输送机运输至940M水平运输巷DTL65/10/237型带式输送机至主暗斜井DTL65/10/30型带式输送机至957M水平主平硐带式输送机。7、供电系统1、地面供电系统矿井采用双电源双回路供电，第一回路电源取自泗坪35KV变电站，以架空线路输送至矿井地面变电站，线型LGJ350，电压等级10KV，长度2KM；第二回路电源取自荥河乡水电站，以架空线路输送至矿井地面变电站，线型LGJ350，电压等级10KV，长度2KM。矿井地面变电所安装两台S11315/10/04型变压器供矿井地面用电设备。2、井下供电系统井下供电采用10KV高压入井，在940M水平设井下中央变电所，变电所电源分别以双回路形式引自矿井10KV地面变电所的不同母线段，入井电缆选用MYJV2287/10335MM型电缆，长度2600M，中央变电所安设两台KBSG500/10/069KV型矿用隔爆干式变压器供主水泵和其它动力设备；安设一台KBSG100/10/069KV型矿用隔爆干式变压器供局部通风机“三专”电源。矿井主要通风机，压风机，监测监控，主排水泵，局部通风机等均实现双回路供电。8、排水系统矿井为一级排水在940M水平运输大巷距主暗斜井约260米处设置中央水泵房，水仓容量为800M（分设有主、副水仓，容量各为400M），水泵房安装3台MD85452型水泵其中1台工作,1台备用，一台检修，配用电机功率37KW，扬程90M，流量85M/H，敷设133X4型的无缝钢管2趟，长度为654M，将水排至975M水平平硐水沟自流出井口（水沟规格350350）。排水设备实现了双回路供电，并完善了相关安全设施，运行正常。根据矿井水患现状调查报告，矿井正常涌水量50M/H，最大涌水量100M/H。9、供水、消防、防尘洒水系统矿井在1075M回风平硐工业场地附近建有1个高位水池，池底标高1125M，水池总容量400M。井下防尘洒水与供水施救共用一套系统，井下供水管路经回风平硐至井下各用水点，井下供水主管为D8945MM钢管，支管为D7640MM、D5735MM钢管。井下主要巷道敷设有防尘供水管道，安设有三通阀门，在矿井主要进回风巷、采煤工作面进回风巷、各掘进工作面、原煤装载点等处安设有喷雾洒水净化风流装置。10、安全监控及通讯系统矿井装备有一套KJ101N型安全监控系统（主机2台，1台工作、1台备用）。共装备监控分站14台，各类传感器106台，系统运行正常。矿井安设1台JSY200006型矿用调度交换机，装机容量60门，调度室、监控室、压风机房、主要通风机房、瓦斯抽放站、绞车房、车场、变电所、避难硐室、各采掘工作面均设有电话直接与调度室相通，地面共设置电话14台、井下共设置电话23台。地面矿长室、调度室、安全科、变电所等设有外线固定电话与外界相通。11、人员定位系统矿井安装有KJ237型井下人员管理系统，系统设置分站4台，读卡器20个，配备人员识别卡270张和相应的信号传输线路等设备设施，系统运行正常。12、压风系统矿井在地面工业场地内，建有一座地面固定压风站，安装3台不同型号的螺杆式空气压缩机，二台KG120A型（排气量143M/MIN、排气压力08MPA、电机功率90KW），一台SC145/10G型（排气量145M/MIN、排气压力08MPA、电机功率90KW），其中2台工作、1台备用。压风主管采用D1084MM无缝钢管，压风支管为D5735MM无缝钢管。紧急避险硐室和采掘工作面压风自救站安设有压风自救装置。13、紧急避险系统矿井在940M水平运输巷距总回风巷60M处设有1个永久避难硐室，额定避难人数70人。避难硐室内安设有相应的设备、设施。第三章2015年生产安排情况第一节全年生产安排概述一、指导思想坚持“以人为本，瓦斯为天，安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针，坚持“先抽后采、监测监控、以风定产”的原则，以抓好“一通三防”为主线，以质量标准化为基础，超前预见、标本兼治、严格管理、落实责任、努力实现矿井安全生产目标。二、奋斗目标1、不发生通风瓦斯事故。2、不发生重、特大人身伤亡事故。3、不发生矿井火灾事故；4、不发生大面积冒顶事故；5、不发生重大机电、运输事故；6、全年安全工作目标做到轻伤事故控制在2起内，重伤事故控制在1起内，零死亡事故。第二节2015年生产、掘进接替安排计划本着注重质量，稳定产量，确保安全，合理开采的原则，2015年度矿井布置“一采三掘”。即山川对拉工作面生产；9131采煤工作面回风巷掘进，913采煤工作面运输巷掘进,9132采煤工作面回风巷掘进。具体安排如下表1工程分类工程名称工作面回采2015年4月至12月份912采煤工作面生产，预计推进360M，产煤9万吨。掘进2015年4月至12月份940M运输大巷掘进,，预计岩巷掘进500M；945M回风大巷掘进，预计岩巷掘进500M。2015年6月至12月份二带区913工作面运输巷，预计半煤巷掘进400M；二带区9121回风巷，预计半煤巷掘进500M；二带区9132采面回风巷，预计半煤巷掘进800M；四带区914采面运输巷，预计半煤巷掘进300M，四带区9141采面回风巷，预计半煤巷200M；2015年全年掘进任务预计3200M准备二带区运输巷、运输顺槽、回风顺槽、切眼开拓硐室、风桥、风门、回风大巷、运输大巷、第四章矿井瓦斯事故的预防和处理第一节矿井瓦斯危险分析2015年矿井瓦斯情况分析与预测无瓦斯突出危险，瓦斯事故主要是从事井下掘进、采煤等作业过程中发生的事故。一般分为瓦斯燃烧、瓦斯爆炸、瓦斯窒息。1、瓦斯爆炸、燃烧危险性分析（1）、瓦斯爆炸产生的高温高压，促使爆源附近的气体以极大的速度向外冲击，造成人员伤亡，破坏巷道和器材设施，扬起大量煤尘并使之参与爆炸，产生更大的破坏力。（2）、形成火焰波峰，可能会烧伤人员，烧坏井下电气设备和电缆，引燃井巷中其它可燃物，产生新的火源。（3）、爆炸后生成大量的有害气体，造成人员中毒死亡。2、瓦斯窒息危险性分析当井下混合气体中瓦斯浓度较高时，氧气的浓度相对较低，此时可能发生瓦斯窒息事故。瓦斯窒息危险源为井下盲巷内、有瓦斯积聚的地点等。3、瓦斯灾害危害程度分析（1）造成现场人员受伤或死亡；（2）对井下设备造成损坏，影响救援工作；（3）可能引起瓦斯煤尘二次爆炸，扩大事故范围，造成更加严重损失。（4）掘进工作面停风不撤人，盲巷未及时封闭，人员误入盲巷；密闭墙前休息有可能造成窒息事故，以上情况只威胁本区域内的人员。4、瓦斯爆炸的发生必须同时具备三个基本条件（1）、瓦斯浓度在爆炸界限内，一般为516；（2）、瓦斯与空气的混合气体中的氧气浓度不低于12；（3）、有足够能量的引火热源，温度不低于650OC，能量大于028MJ,火源的持续时间大于爆炸感应期。5、矿井瓦斯灾害预兆（1）、瓦斯超限或异常；（2）、安全监测系统发生瓦斯超限报警；（3）、采掘工作面便携式瓦斯报警仪超限报警；（4）、瓦斯爆炸时，一般都会有强大的爆炸声和连续的空气震动，产生很强的高温气浪，在某些地点可以看到被气浪卷起的滚滚烟尘。6、可能导致瓦斯积聚（1）、掘进工作面停风（有计划、无计划）时间较长时。（2）、煤巷、半煤巷采掘工作面，在局部通风不正常情况下很容易造成瓦斯积聚。（3）、回采工作面回风隅角。（4）、掘进工作面的巷道隅角、顶板冒落的空洞内。（5）、通风不良巷道的顶板附近。（6）、回采工作面采空区边界处。（7）、掘进工作面供风不足、回采工作面风量不足。（8）、启封盲巷、排放瓦斯不按措施施工、通风系统不合理、密闭墙漏风等原因均可导致瓦斯积聚。（9）、井下通风不良的其他场所。瓦斯危险源分析地点存在隐患主观原因客观原因预兆危险程度912工作面上隅角瓦斯超限瓦斯爆炸缺氧窒息1、不及时回撤上隅角空间2、工人防患意识淡薄3、采空区涌出瓦斯影响采煤工作面上隅角容易积聚瓦斯重大913工作面运输巷9131采面回风巷9132采面回风巷914工作面运输巷9141采面回风巷945M水平回风大巷940M水平运输大巷瓦斯超限瓦斯爆炸缺氧窒息1、无风作业2、风机选型不合理3、风筒漏风4、风机发生故障，而未配双风机或双风机不能切换5、启动装置到工作面远造成风量不足1、掘进的煤岩中存在瓦斯涌出2、周围采空区积气影响3、停电造成风机停风1、瓦斯超限或异常；2、安全监测系统发生瓦斯超限报警；3、采掘工作面便携式瓦斯报警仪超限报警；4、瓦斯爆炸时，一般都会有强大的爆炸声和连续的空气震动，产生很强的高温气浪，在某些地点可以看到被气浪卷起的滚滚烟尘。一般第二节矿井瓦斯事故的防范措施912回采工作面、912回采工作面回风巷、运输巷、联络巷；913运输巷、9131采面回风巷、9132采面回风巷、940M运输大巷、945M回风大巷、水泵房、回风暗斜井巷、回风大巷、运输大巷、等地点可能产生瓦斯积聚，也存在瓦斯燃烧、爆炸和有害气体中毒、窒息事故的隐患。具体防范措施如下一、防止瓦斯积聚（由通风科负责）从工作面设计时就充分考虑瓦斯治理的需要，调整、优化巷道布置，简化生产系统，合理集中生产，明确开拓开采顺序；按照设计编制掘进、生产计划和组织掘进、生产，做到“以风定面，以风定产”，坚持正规循环作业，坚持正规开采,通过加强通风、瓦斯管理等技术手段和措施来防止瓦斯积聚。1、健全瓦斯检查制度（1）、瓦斯检查员持证上岗，对瓦斯检查员分期、分批进行培训，进一步提高瓦斯检查员的业务素质，增强瓦斯检查员的工作责任心，严禁无证上岗。（2）、矿井应于7月或8月由通风科、安监科和相关人员参与资质鉴定单位对矿井瓦斯与二氧化碳等级鉴定。（3）、全矿井各主要峒室、采掘工作面、密闭等必须建立瓦斯观测记录牌，并将每次检查清楚地写在观测牌上，记录内容有巷道或工作面名称；日期、班次；瓦斯、二氧化碳含量；观测者姓名；观测时间；特殊情况下温度。（4）、严格执行检查制度，全矿井各采掘工作面及进回风巷道，每班检查不少于3次，严禁瓦斯超限作业。（5）、配齐配足瓦斯检查员，瓦斯检查员必须严格执行井下交接班制度，严禁工作面空班漏检和虚报瓦斯浓度。（6）、瓦斯检查员必须执行井下巡回检查制度，及时整理工作面风筒，确保工作面足够新鲜风量。（7）、使用的瓦斯检定器，便携式瓦斯报警器定期进行鉴定和校正，并附有鉴定的合格证书。通风科必须有专人、专柜保管、维护、校正、发放，并建立校正、发放牌板和台帐。（8）、矿井各采掘工作面必须按规定安装瓦斯报警断电传感器，每班由瓦斯检查员检查其准确性，并及时向调度室汇报。（9）、瓦检员必须准确记录工作面的瓦斯和二氧化碳含量以及“一炮三检”的瓦斯与二氧化碳浓度。瓦斯与二氧化碳必须做到“三对口”即井下记录牌、井下记录本和瓦斯日报表的记录内容必须一致。（10）、加强瓦检员安全知识培训、每周通风科必须组织一次安全知识学习，使瓦检员了解掌握井下采掘工作面布置及通风系统情况，熟悉矿井避灾路线和事故应急措施。（11）、测风员每旬必须对矿井各工作面及峒室的风量、温度、瓦斯及二氧化碳的浓度等进行测定，不合理的配风要及时调整，对不合理的巷道断面要提出修理措施进行处理，报公司总工程师和通风矿长。二、井下采掘工作面风量分配见附表。（由通风科负责）矿井设计需风量1620M/MIN，矿井实际总进风量2528M/MIN，总回风量2645M/MIN，负压550PA，矿井等积孔223M。能够满足矿井各工作面的用风需要。1、安装局部通风机时注意以下几点（1）、局部通风机选型必须严格按照作业规程的要求选取。局部通风机位置必须按规格要求安设，局部通风机及开关距回风口的距离不小于10M，并且距地面的高度不小于03M。局部通风机吸风口附近10M范围内的进风巷严禁堆放杂物。（2）、局部通风机供电必须实行“风电闭锁”，每天对“风电闭锁”装置进行检查。（3）、风筒接头要严密、无缺口、无反接头。接头要反压边，风筒吊挂平直，逢环必挂，拐弯处必须设弯头，严禁拐死弯。风筒出口距工作面不大于5M。（4）、局部通风机必须配备双电源、双风机、自动切换。2、加强通风管理加强通风防止瓦斯积聚的基本方法，也是主要措施。加强通风的具体要求是（1）、加强通风管理，确保矿井通风系统的完善，使矿井外部漏风率降低在5以下。（2）、合理配风、矿井有效风量不得低于85，保证各工作面有足够的新鲜风量。（3）、矿井通风系统中的风门、风窗、风筒等由通风队、瓦检员管理与维护，任何人不得损坏矿井通风设施。（4）、巷道掘进必须有开工通知单，并及时安装局扇。局扇安装必须有专门设计报总工程师批准，禁止采用扩散通风。（5）、工作面有足够的新鲜风量。（6）、加强盲巷管理，采空区必须及时封闭。盲巷进行挂牌管理，进行定期检查，井下所有盲巷设专人负责。（7）、临时停工地点不得停风，否则必须先撤出工作面人员切断电源，设置栅栏、揭示警标，切断电源，禁止人员入内，并向调度室汇报进行处理。（10）、加强通风设施检查。（11）、采、掘工作面严禁串联通风。掘进巷道贯通时，要预先做好调整风流的准备工作，一旦贯通，立即调整通风系统，实行全负压通风。（12）、采区通风系统布置应力求简化，利用价值不大的老巷道要及时报废封闭，以保证通风系统的稳定性。（13）、已在井口设置瓦斯监测仪器室，并责成专人负责瓦斯监测仪器的充电、收发、和保养工作。使用便携式甲烷检测报警仪测量瓦斯浓度的步骤使用前必须充电。使用时在清洁空气中打开电源。预热15MIN后，观察指示是否为零，如有偏差，则需调整调零电位使其归零。测量时，用手将仪器的传感器部位举至或悬挂在待测地点，经十几秒钟的自然扩散，即可读取瓦斯浓度值。（14）、瓦斯监测监控室要实时监测井下被监控对象，对瓦斯涌出异常及时报告调度室，由通风科制定相应的措施进行处理。（15）、局部通风机因故停止运转时，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯浓度，只有局部通风机及其开关附近10米以内瓦斯不超过05时，方可由指定人员开启局部通风机。（16）、加强局部通风管理，特别是重点瓦斯管理区的局部通风管理。采、掘供电分开。掘进工作面安装双风机、双电源，主副风机功率同等，并能自动切换，每天试验一次，实现风电闭锁、瓦斯电闭锁，人工复电。临时停工地点不得停风，有专人看管风机，严禁无计划停风，如需停止风机运转必须填写“临时停风报告”报总工程师、通风科及有关部门审批，停风时停止工作、切断电源，撤出人员，在全风压巷道口设置栅栏、揭示警标，严禁人员进入。有计划停风时必须根据现场情况编制安全措施，明确停电、停风时间、原因、停风前的准备、停风期间的安全保障措施、恢复通风的步骤等内容，明确责任人，确保落实到位。无计划停风时，班组长必须立即命令停止工作、撤出人员，切断电源，并及时汇报调度室，如兼职司机在10分钟之内无法恢复通风时，班组长组织人员在全风压巷道口设好栅栏，切断电源，安排专人看管风机，禁止随意启动风机和人员进入停风区。使用局部通风机的施工单位必须制定局部通风机无计划停风安全措施，并纳入施工作业规程当中。3、加强瓦斯管理（1）、加强瓦斯监测与检测，采、掘工作面必须按煤矿安全规程的有关规定安设瓦斯传感器、报警断电仪、专职瓦斯检查员检查瓦斯，局部通风机必须实行“三专两闭锁”和“双风机双电源”。（2）、井下尽可能避免出现盲巷，报废的巷道要及时封闭。（3）、回采工作面和掘进头要加强管理，严防空顶空帮造成瓦斯积聚。（4）、矿井建立瓦斯自动监测监控、瓦斯超限自动断电功能的安全监测系统，为防止瓦斯超限提供保障。（5）、矿井总回风巷或一翼回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过070时，必须立即查明原因，进行处理。（6）、采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过10或二氧化碳浓度超过15时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。（7）、采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到10时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到10时，严禁爆破。（8）、矿井必须从采掘生产管理上采取措施，防止瓦斯积聚；当发生瓦斯积聚时，必须及时处理。（9）、加强回采工作面初次来压和周期来压期间瓦斯管理工作。（10）、加强回采工作面上隅角瓦斯的管理工作，上隅角瓦斯浓度不能超过1，且不能有电气设备。从根本上解决防治瓦斯的难题。（11）、瓦斯超限就是事故的管理制度临时停风时间短，瓦斯浓度不超3的采掘工作面，由通风队和瓦斯检查员负责就地排放。巷道瓦斯浓度超过3，排放瓦斯风流路线短、直接进入回风系统，不影响其它采掘工作面的排放瓦斯安全措施必须由总工程师组织有关部门共同审查批准，然后进行排放。掘进巷道瓦斯积聚或贯通已封闭的停工区，瓦斯浓度超过3，排放瓦斯路线长，影响范围大，排放瓦斯风流切断采掘工作面的安全出口，其排放瓦斯的安全措施必须由总工程师组织有关部门共同审查，报县安监局备案。12、停风的掘进工作面恢复通风前首先检查瓦斯，瓦斯重点区掘进工作面停风超过2小时，非瓦斯重点区超过8小时，恢复通风时由救护队探查，在规定时间内由专职瓦斯检查员进行探查，只有停风区中氧气浓度不低于20，最高瓦斯浓度不超过10，最高二氧化碳浓度不超过15，且局部通风机及其开关附近10M内风流中的瓦斯浓度都不超过05时，方可直接恢复通风，否则必须写出措施，在总工程师指挥下由救护队排放瓦斯。13、恢复已封闭的停工区或工作面接近这些地点时，必须事先排出其中积聚的瓦斯，排放瓦斯前，应制定安全措施，在总工程师的指挥下由救护队排放瓦斯。14、启封盲巷或旧巷时，必须由救护队进行，当巷道内瓦斯不超过1，二氧化碳不超过15时，可由通风队直接恢复通风，否则必须写出措施在总工程师的指挥下，由救护队执行排放瓦斯。15、瓦斯检查员发现瓦斯超限或瓦斯异常时要立即通知施工单位停止作业，撤出人员，并立即汇报调度室，报总工程师采取措施处理。16、当掘进碛头预透巷、旧巷或其他巷道时地测部门必须在掘进巷道距预透点炮掘20M前，机掘50M前填好预透通知单，报总工签字后通知有关单位采取措施，恢复被贯通巷道的通风，只有在被贯通的巷道瓦斯浓度在1以下，二氧化碳浓度在15以下时方可贯通。四、清除引爆瓦斯的火源及处理瓦斯积聚防止瓦斯引燃的原则，是对一切非生产必须的热源，要坚决禁绝生产中可能发生的热源，必须严加管理和控制，防止它的发生或限制其引燃瓦斯的能力。引燃瓦斯的火源有明火、放炮、电火及摩擦火花4种，针对这4种火源，应采取下列预防措施1、井下所有电气设备选型均为防爆型。电气设备有安全的短路、过负荷、接地、欠压释放、漏电、断相、过流等综合保护。（由机电科负责）2、严格实施对下井人员进行违章携带火种的检查制度，下井人员不得穿着化纤衣物。（由安监科负责）3、井口房和通风机房附近20M内，不得有烟火或用火炉取暖（由安监科负责）4、平硐与各水平的连接处及井底车场，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，主要巷道内胶带输送机机头前后两端各20M范围内，都用不燃性材料支护。在井下和井口房，严禁采用可燃性材料搭设临时操作间、休息间。（由通风科负责）5、为防止雷电引至井下引燃瓦斯，设计以下主要措施（1）、地面平行敷设的入井管道，构架和电缆金属外皮等长金属物，其净距小于100MM时应采用金属线跨接，跨接点的间距不应大于30M；交叉净距小于100MM时，其交叉处应跨接。连接线应接到防雷电感应的接地装置上；（2）、安全监控、通信线路在入井处装设防雷电装置。6、井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定安全措施，并遵守下列规定（1）、指定专人在场检查和监督。（2）、电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10M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。上述工作地点应至少备有个灭火器。（3）、在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。（4）、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05，只有在检查证明作业地点附近20M范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。（5）、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，并应有专人在工作地点检查1H，发现异状，立即处理。7、加强通风管理，合理分配风量、合理调配风速，使井下所有工作地点都有足够的新鲜风量。（由通风科负责）8、完善通风系统，防止局部漏风，回采工作面及回风巷道设计都必须采用上行风。特殊情况下局部回风下行时必须制定措施。（由通风科负责）9、健全区域巡回瓦斯检查制度，如发现异常，应立即查明原因，采取果断措施处理，并汇报调度室。（由通风科负责）10、旧巷、盲巷、废巷及采空区及时封闭。（由通风科负责）11、掘进巷道的冒顶处要及时充填，盲巷及贯通未通风老巷时瓦斯处理，应事先制定排放瓦斯措施，由总工程师批准并严格执行排放瓦斯措施，未经排放瓦斯，严禁作业和贯通。（由通风科负责）12、处理瓦斯积聚点时，其回风侧严禁行人和作业，必须切断电源。（由通风科负责）13、井下使用安全型防爆矿灯、照明灯，禁止在井下打开矿灯或采用矿灯放炮，严禁井下电器失爆，严禁使用非煤安标志的设备。（由机电科负责）14、加强井下电器设备管理，严格遵守规程中有关规定。（由机电科负责）15、局扇送风的掘进工作面必须安装瓦斯报警仪、“三专两闭锁”等装置，对已临时停风的工作面恢复作业时，必须先按有关措施进行排放瓦斯。（由通风科负责）16、局扇由专人负责开停，工作面停工不停风。局扇停止运转或改变风流线路时，安检员必须先通知工作面人员停止作业，并将人员全部撤至有新鲜风流地点。（由安监科负责）17、加强爆破管理（由安监科负责）1、放炮必须严格执行“一炮三检”、“四人连锁”放炮制度。2、采掘工作面必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。使用毫秒延期电雷管时最后一段的延期时间不得超过130毫秒。3、严禁裸露爆破，不准打浅眼放小炮，短母线放炮。4、在掘进工作面中，一次装药必须全部一次起爆，在回采工作中可以采用分组装药，但一组装药必须一次起爆，杜绝一次装炮，多次起爆。5、装炮使用水炮泥、封满封实，对无封泥、封泥不足或不严的炮眼严禁放炮，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料做炮眼封炮泥。五、防止瓦斯爆炸灾害扩大的措施（由安监科负责）如果井下局部地区一旦发生瓦斯爆炸，应使其波及范围尽可能缩小，避免引起全矿井的瓦斯爆炸。为此应采取以下措施1、每一生产水平和每一采区，都必须布置单独的的回风道，回采工作面和掘进工作面都应采用独立通风。2、通风巷道及时维护，并健全维护台帐，确保风流畅通稳定可靠。3、矿主扇必须安设反风装置，必须能在10MIN内改变巷道中的风流方向。并定期检查，试验是否完好，确保紧急反风时灵活可靠。要求每年进行一次矿井反风演习，制定演习方案；反风演习后，及时编制反风演习报告。4、加强员工安全思想教育和自救知识教育，掌握工作面避灾路线。5、主扇应有定期检修计划，由机电科提出计划，机电科长来部署执行。主扇停风由机电科制定措施报矿总工程师批准。6、主扇除定期检修外，一律不得随意停开。如遇特殊故障必须停机时，司机应先汇报调度室及总工程师，并由工程师采取措施处理。主扇停止运行10分钟必须进行分析处理。7、各区域、各工作面按规定设置隔爆装置，由通风部设计，报总工程师审批后通风部具体实施。8、装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门，以防止发生爆炸时通风机被毁，造成救灾和恢复生产的困难。9、通风系统要求简单稳定可靠。总进风道与总回风道布置间距不得太近，以防发生爆炸时造成风流段路，采空区必须及时封闭。六、回采工作面上隅角瓦斯防治措施（由通风科负责）912工作面上隅角防止瓦斯积聚的预防措施如下1、引导风流带走上隅角的瓦斯。当采煤工作面上隅角瓦斯浓度超限不多时（1）、在其附近设置一道木板隔墙或帆布风障。（2）、将回风巷道后联络眼内的密闭拆开，并在回风巷中设调节风门或挂风帘，引导风流从上隅角通过，从而将瓦斯带走。2、利用局部通风机排除上隅角瓦斯利用装在煤巷中的局部通风机与风筒向工作面上隅角送新风，冲淡上隅角的瓦斯，并将其排至回风巷。第三节发生瓦斯事故的处理计划一、一般原则一旦瓦斯爆炸灾害事故，必须按以下要求进行处理1、现场人员立即把事故地点、范围汇报调度室。灾区和受威胁区域所有人员立即佩带好自救器，在现场班队长或有经验的老工人带领下，按照避灾路线进行撤退或迅速撤到最近的新鲜风流中。（由调度室负责）2、当发生瓦斯事故，由于条件限制无法撤离或来不及撤离时，避灾人员要背着冲击波的方向，脸朝下扑倒在水沟里用湿毛巾堵住嘴和鼻子，防止吸入高浓度有害气体，待冲击波过后迎着风流方向撤离到安全地点。3、救灾时，遇险人员要发出呼救信号，以便救灾人员跟踪寻找。4、在发生瓦斯爆炸事故无法撤离应考虑下述方法要戴好自救器，选择距水源近的硐室，堵好硐口，防止毒气进入，计划用灯、用粮，硐口作好标记，敲打金属器具，发出求救信号，等待救援。5、矿调度指挥中心接到报告后，立即通知矿值班人员、矿长、总工程师及救护队、医院及有关单位人员到调度指挥中心待命，通知切断灾区及影响区域内动力电源（局扇电源是否停掉，由值班矿长决定）。6、公司应立即成立救灾指挥部，矿长为现场总指挥，组织抢险救灾工作。7、矿长、总工程师必须查明事故地点、范围，积极组织救护工作，发现火源立即扑灭，以防二次爆炸。8、救灾指挥时，首先应采取有效措施抢救遇难人员并防止事故进一步扩大。9、积极抢救迅速组织受灾区威胁区域的人员撤退，并探明事故地点和范围。（1）、迅速恢复破坏的巷道和通风设施，以恢复正常通风。（2）、救护人员在事故发生并了解有关情况后，为防止二次爆炸，等待1020分钟再下井，并多带自救器和氧气呼吸器以便抢救遇难幸存者。二、认真组织矿工自救，等待救援1、在煤矿生产中，一旦发生意外事故，要积极采取有效措施抢救