**煤矿
重大风险分析研判报告
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**煤矿重大风险分析研判报告编制人员
目 录
****煤矿重大风险分析研判报告 .............................................. 1
第一章 安全风险辩识研判时间 ......................................... 1 第二章 重大安全风险研判领导小组 ..................................... 1 第三章 安全风险分析研判方法和标准 ................................... 2 第四章 安全风险研判范围 .............................................. 3 第五章 研判依据、目的及主要危险因素的识别分析 ....................... 3 第六章 ****煤矿基本情况 .............................................. 4 一、矿井概况 .......................................................... 4 二、矿井开采技术条件 .................................................. 4 三、证照情况 .......................................................... 6 四、开拓开采系统 ...................................................... 6 五、通风系统 .......................................................... 7 六、矿井抽采系统 ...................................................... 8 七、供电系统 .......................................................... 7 八、提升系统 .......................................................... 9 九、井下运输系统 ...................................................... 9 十、排水系统 .......................................................... 9 十一、安全避险“六大系统” ............................................ 8 第七章 安全风险辩识 ................................................ 11 一、采掘接替安全风险分析 ............................................. 12 二、主要生产安全系统分析 ............................................. 13 三、安全监控系统安全风险分析 ......................................... 23 四、 重大灾害治理安全风险分析研判 .................................... 25 五、安全生产主体责任风险分析研判 ..................................... 39 六、蓄意违法违规生产建设风险分析研判 ................................. 41 七、建设项目不按规定组织施工风险分析研判 ............................. 41 八、列入当年化解过剩产能退出计划煤矿风险分析研判 ..................... 42 第八章 矿井安全风险分析研判结论 .................................... 42 附件一 ****煤矿重大风险研判清单及防控措施 ........................... 43
****煤矿重大风险分析研判报告
第一章 安全风险辩识研判时间
我矿于2018年8月18日，由矿长组织各分管矿领导、相关科室负责人召开了安全风险辩识研判会议，具体布置了安全风险辨识研判工作。
8月19日至21日各小组分头收集资料, 开展安全风险辩识研判, 并于8月22日由安环科对安全风险辩识分析报告、清单和管控措施进行汇总整理，23日下午矿长组织各分管矿领导、相关科室负责人进行会审。
第二章 重大安全风险研判领导小组
一、领导小组 组 长：（矿长）
副组长：（总工程师）
成 员：（党支部书记）、（安全副矿长）、（机电副矿长）、（生产副矿长）、（通防副总）、（机电副总）、（生产副总）、（安环科科长）、（通防科科长）、（机电科科长）、（生产技术科副科长）、（调度主任）及各科室管理人员。
领导小组下设办公室，办公室设在安环科，安环科科长王伟兼任办公室主任并负责日常的工作。
二、重大安全风险研判领导小组职责: 1、重大安全风险研判领导小组组长职责：
矿长：全面负责本矿重大安全风险研判工作的指导，对存在重大安全风险进行分析，并对分析出来的重大安全风险提出管控措施，明确责任分工，监督各部门重大安全风险管控措施落实。 2、重大安全风险研判领导小组副组长职责:
总工程师：负责组织领导“一通三防”分析研判措施的落实与分析研判工
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作，并负责本矿重大安全风险研判报告会审和审批。 3、重大安全风险研判领导小组成员职责:
安全矿长：负责分析研判措施落实与分析研判的监督检查工作。 生产矿长：负责组织科室人员对水害、采煤、掘进顶板分析研判措施的落实与分析研判工作。
机电矿长：负责组织科室人员对提升运输系统分析研判措施的落实与分析研判工作。
生产技术科科长：协助生产矿长进行采、掘顶板分析研判措施的落实与分析研判工作；协助总工程师进行水灾分析研判措施的落实与分析研判工作。机电科科长：协助机电矿长进行机电、提升运输系统分析研判措施的落实与分析研判工作。
通防科科长：协助总工程师进行“一通三防”的分析研判措施的落实与分析研判工作。
安全科长：协助安全矿长进行各系统分析研判措施的落实与分析研判汇总编制报告。
其他科室成员：负责本职范围内的安全风险辨识管控措施的落实与分析研判工作。
第三章 安全风险分析研判方法和标准
一、评估方法
依据安全风险分级管控要求，使用作业条件危险性评价法。 二、安全风险等级划分标准
发生事件的 可能性（L） 暴露于危险环境 的频繁程度（E） 产生的后果（C） 安全风险等 级划分（D）
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分数 可能 程度 完全可 能预料 相当可能 可能、但 不经常 可能性小 完全意外 几乎不可能 分数 频繁 程度 连续暴露 每天工作 时间暴露 每周一次 分数 后果严重程度 分数值 危险 程度 重大 风险 较大风险 一般风险 10 10 100 十人以上死亡 ≥270 6 6 40 十人以下死亡 140-269 3 3 15 一人死亡 70-139 1 2 每月一次 7 重伤 21-69 低风险 0.1 1 每年一次 5 轻伤 ≤20 第四章 安全风险研判范围
风险研判范围包括矿井各大生产系统及矿井巷道维修范围, 覆盖全矿生产、服务活动的全过程。根据矿井生产接续规划，下半年矿井采掘作业分别为2个综采工作面和5条掘进巷道。采掘范围具体为：
综采活动范围为：11908综采工作面、11907综采工作采面。 掘进作业范围为：11907回风巷、11907切眼、19煤回风联络巷、11909运输巷、11909切眼。
第五章 研判依据、目的及主要危险因素的识别分析 一、研判依据
根据《煤矿安全规程》(2016版)、《煤矿安全生产标准化基本要求及评分办法》、《生产过程危险和有害因素分类》、《****煤矿安全风险分级管控资料汇编》、《****煤矿2018年度生产计划》、《****煤矿2018年度灾害预防处理计划》、《****煤矿2018年度安全生产事故应急预案应急预案》，切实做好矿井安全风险研判工作，查找煤矿生产过程中存在的主要安全风险和各类隐患，全面提升矿井管理水平和安全生产保障能力。
二、研判目的
深入贯彻落实《国家煤矿安全监察局关于进一步深化依法打击和重点
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整治煤矿安全生产违法违规行为专项行动的通知》(煤安监监察[2018]16号文件及黔安办【2018】25号文件“省安委办关于进一步深化依法打击和重点整治煤矿安全生产违法违规行为专项行动的通知”要求，深刻吸取近期煤矿事故教训, 积极应对当前煤矿安全严峻态势, 确保矿井安全生产, 降低矿井安全风险，提高矿井风险管控能力，预防事故发生，保护矿井的财产及人员生命安全健康。
第六章 ****煤矿基本情况
一、矿井概况
普安县****煤矿属资源整合矿井，根据贵州省人民政府文件《省人民政府关于黔西南州兴义市等六县（市）煤矿整合和调整布局方案的批复》（黔府函［2006］201号），****煤矿由水利水电开发煤矿、金星煤矿、原****煤矿三个生产矿井整合而成，****煤矿与周围规划和保留生产矿井之间无矿界重叠现象。根据****煤矿采矿许可证，矿区地理坐标为：东经104°58′21″～104°58′49″、北纬25°25′09″～25°25′49″。矿区范围由8个拐点圈定，形状呈不规则多边形，开采标高为+1530m～+1350m，可采煤层为17、18、19、26号4层，面积1.0383km2，设计生产能力21万吨/年。
二、矿井开采技术条件
1、瓦斯：根据我矿2017年《矿井CH4和CO2涌出量测定报告书》的实测数据，矿井2017年度绝对瓦斯涌出量最大为：7.725m³∕min，相对涌出量为6.188m³∕t;绝对二氧化碳最大涌出量为：1.372m³∕min,相对涌出量为1.099m³∕t。
2017年8月贵州省煤田地质局对我矿19煤层瓦斯基本参数进行了测定，瓦斯含量为：5.22m³/t，瓦斯压力为：0.53MPa。我矿按煤与瓦斯突出矿井管理。
2、煤层自燃发火倾向性鉴定情况：根据贵州省煤田地质局实验室于
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2008年1月18日提交的****煤矿17号、18号、19号煤层自燃倾向性鉴定报告，****煤矿17号、18号、19号煤层自燃倾向性分类为Ⅲ级，为不易自燃煤层（报告编号：2008-M005、2008-M006、2008-M007）。
3、煤尘爆炸性鉴定情况：根据贵州省煤田地质局实验室2008年1月18日提交的****煤矿17号、18号、19号煤尘爆炸性鉴定报告：17号、18号、19号煤层均无爆炸危险性（报告编号：2008-M005、2008-M006、2008-M007）。
4、水害：本区属云贵高原与广西丘陵盆地过渡带的中高山地形，地势总体为西北部高，东南部低，山体多与构造线一致。北东向延伸的主要山脊属珠江水系支流北盘江与南盘江之分水岭。在碳酸盐岩区发育岩溶地貌，非可溶岩区发育河谷地貌。枯水期为12月至次年3月，洪水期为6～10月，最高洪水位高于平常河水面1～7m左右。河水流量变化与降雨量变化一致。本区处于鱼龙向斜南东翼，属地下水、地表水补给区。山势总体为东北部高，西南部低。地层中灰岩有越靠近向斜轴，岩溶越发育现象。据小煤矿调查资料，小煤矿充水部位在浅部风化带，水量为数天一次以15～40m3/h的排水量抽排数小时到十多小时。据现有资料分析，本矿床充水水源主要为大气降水、覆盖在煤层之上的第四系松散物或滑坡中的裂隙水、孔隙水、含煤地层的风化裂隙水及其间夹的灰岩层溶隙水、小煤矿积水及部分河、沟水。本矿床应属—裂隙充水矿床，本区水文地质条件应属中等。矿井正常涌水量30m3/h，最大涌水量230m3/h。
5、顶板：本煤矿可采煤层四层，顶板如下：
17号煤层顶板以深灰色粉砂质泥岩为主，偶为泥质粉砂岩、钙质泥岩，夹菱铁质矿薄层，岩层较致密坚硬、稳固。采空区顶板经多年风化后仍呈大块状垮落；18号煤层顶板为泥岩、粉砂岩或泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，
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顶板坚硬、稳固。19号煤层直接顶板为灰色泥质灰岩，伪顶为深灰色粉砂岩、细砂岩，局部为泥质粉砂岩，夹夹菱铁质矿层，岩性稳回。26号煤层顶板为泥岩、粉砂岩或泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，顶板较坚硬、稳固。由此可知该矿煤层顶底板条件为中等，在开采过程中应加强巷道顶、底、帮的支护管理工作，预防安全事故发生。我矿目前主要开采煤层为19煤层。巷道顶板稳定，采用锚杆加锚索支护方式，过断层或顶板破碎处采用架棚支护。
三、证照情况
采矿许可证：证号：C5200002011081120116777，有效期：013年12月至2018年6月30日。安全生产许可证：编号：（黔）MK安许证字[2164]，有效期：2017年7月5日至2018年6月30日，现矿井采矿许可证、安全生产许可证正在办理。营业执照:注册号:91520000761384352E，营业期限：2004年7月14日至长期。
四、开拓开采系统
本矿采用斜井-平硐开拓。主斜井井口标高：+1485.1、副平硐井口标高：+1485、回风斜井井口标高：+1485；工业场地选择在矿区南西部的煤层露头线外，主斜井和回风斜井布置在19号煤层底板岩层中，距19号煤层真距27m，副平硐为底板穿层布置，井筒工程地质条件一般，不受含水层的威胁。防洪标准为抵御50年一遇山洪水。在整个工业广场上侧，修建防水挡墙，挡墙高度2m，墙宽度为1.5m，以防山洪水冲击工业广场。
开采顺序：按从上往下的原则开采，采区内为逐层剥皮开采，煤层内开采顺序为
下行式开采。
矿井采煤方法为走向长壁后退式采煤法，顶板管理方法为全部垮落法。采掘工艺为：综采综掘。目前我矿开采一采区19号煤层，布置有11908采煤工作面以及11907回风巷、19煤回风联络巷掘进工作面，采掘工作面个
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数符合煤矿安全规程要求，采区生产各系统完善，不存在“剃头下山”开采；但由于我矿开采19煤层赋存条件特殊，煤层中部存在泥岩软分层，造成接替工作面11907综采面运回两巷施工区域防突效验孔及探水钻孔施钻经常发生卡钻，严重影响了掘进进度，加之我矿安全生产许可证及采矿许可证到期被迫停止11907回风巷掘进，造成11907综采工作面无法接替11908综采工作面，11907综采面预计2018年9月份能形成工作面，10月份进行安装，11月份开始回采。
五、通风系统
1、矿井现有2条进风井筒，1条回风井筒，分别为主斜井、副平硐、回风井，其中副平硐担负全矿井的材料、设备、矸石等运输任务，同时兼进风及矿井的安全出口；主斜井担负全矿井的煤炭运输任务，同时兼进风及矿井的安全出口；回风斜井为矿井专用回风井，担负矿井的总回风任务，铺设瓦斯抽放管。
2、矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。主通风机型号为FBCDZ-No19/2×75KW型，共两台，一台工作一台备用，电机功率2×75KW。其额定参数为：风量范围35～60m/s，风压范围400～2100Pa。11908综采工作面、11907回风巷、19煤回风联络巷及机电硐室、采区变电所等均实现独立通风，井下用风地点、巷道的风速、风量均符合要求，无超风速、微风、无风地点，且无有害气体超限现象；矿井无串联通风情况，无不符合规定的角联通风、扩散通风等现象。所有掘进工作面供风，均实现“双风机双电源”，并能够自动切换；局部通风机开关实现“三专两闭锁”，装置灵敏可靠；局部通风机安装地点风量充足、风流稳定。井下通风设施齐全可靠，风门、风墙、风窗及密闭等设施均符合规定及设计要求。
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3、矿井总进风量为2029m3/min，其中副平硐进风量为857m3/min、主斜井进风量为1172m3/min。矿井总回风量为2063m3/min，矿井总排风量为2097m3/min。矿井总需要风量为1686.7m3/min，实际进风量2029m3/min，矿井总有效风量为1950m3/min。 六、矿井抽采系统
****煤矿按突出矿井管理，地面建设了高、低负压联合瓦斯抽放站对井下瓦斯进行抽放，2BEC-50型水环式真空低负压泵两台（一台工作，一台备用），电机功率200KW；安装了2BEA-303型水环式真空高负压泵两台（一台工作，一台备用），电机功率110KW。敷设了两趟瓦斯抽放管（高、低压各一趟），高负压主管径为Φ260mm的PE胶管从地面抽放泵站铺设至掘进巷道的巷口，然后再采用Φ200mm的PE胶管作为抽放管路的支管铺设至掘进巷道迎头。低负压主管路地面段为Φ260mm的PE胶管，从地面抽放泵站铺设至回风斜井井口，井下段采用Φ200mm的钢管，从回风斜井井口铺设至采面回风巷巷口，支管采用Φ200mm的PE胶管，从采面回风巷巷口铺设至采面回风巷上隅角采空区。目前11908采面采用低负压抽采上隅角采空区瓦斯，采用高负压抽采11907采面煤层的本煤层瓦斯，高低压抽放目前能满足矿井瓦斯抽放的需要。
七、供电系统 ①地面供电系统
****煤矿10kv电源一回引自35kv泥堡变电站****线（导线采用LGJ-120，距离0.5km），另一回电源引自110kV楼下变电站楼泥Ⅱ回线路（导线采用LGJ-120，T接长度为0.6km）。矿井采用双回路供电，电源稳定、可靠，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路可以担负矿井全部用电负荷。矿井电源高压为10kV，地面电源低压为660V、380V、220V、127V。
②井下供电系统
井下高压为10KV、低压为1140V、660V、127V。下井高压电缆共两回
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路，分别引自地面工业场地10kV变电所不同的母线段（即GI-02井下一回路和GII-02井下二回路），采用MYJV22- 3×70mm²矿用电力电缆沿主斜井分别敷设至井下变电所分列运行。
八、提升系统
矿井副平硐担负矿井矸石提升及材料设备下放任务，铺设24kg/m钢轨、600mm轨距。暗斜井倾角12°、斜长550m，安设1台JTPB-1.2×1.0P型矿用防爆提升绞车（速度2m/s，电机功率75KW），采用矿车串车提升，用于提放设备材料。提升机安装有过卷、松绳、超速、减速、闸瓦间隙、限速、提升容器位置指示、过负荷和欠电压等安全保护装置，并有液压制动和电气制动装置。
九、井下运输系统
主要运输方式为皮带运输，主斜井安装有DTL80/35/2×110固定带式输送机一台，19煤运输联络巷安装DTL80/25/2×75固定带式输送机一台。运输石门安装有DTL80/25/37固定带式输送机一台，18煤运输下山安装有DTL80/25/2×55固定带式输送机一台，回采工作面安装YDB37隔爆型油冷式电动滚筒、DTL80/25/37固定带式输送机、11908工作面SGB620/40T刮板输送机搭配SGZ/630/220刮板输送机运输，11907掘进工作面安装3台YDB22隔爆型油冷式电动滚筒；19煤回风联络巷安装2台YDB22隔爆型油冷式电动滚筒，各台皮带机均按要求安装皮带保护装置：防跑偏装置、急停装置、烟雾传感器、防撕裂保护、防打滑装置、温度传感器等。
十、排水系统
在+1388m水平设置上部水仓，安装150D-30×5型多级离心水泵2台，DF280-43×3型多级离心泵2台，其中1台工作，2台备用，1台检修；沿回风斜井井筒敷设3趟互相联通的排水管路直通地面，其中两趟为DN150无缝钢管，另一趟为DN200无缝钢管。水仓设主、副水仓，水仓总容量为550m³。
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在采区最低处设有下部水仓，安装DF155-67×4型多级离心水泵4台，其中1台工作，2台备用，1台检修；沿总回风巷敷设2趟DN150无缝钢管和暗斜井敷设1趟DN150无缝钢管直通地面。水仓总容量为420m³。 十一、安全避险“六大系统”
1、矿井安装安全监控系统是KJ90X型，24小时运行，并安排监控人员值班，如实记录监测监控数据，数据联网上传丰联公司调度中心，并且将与普安县安监局监控中心联网。该系统由监控主机、数据接口和监控分站组成；并配备了甲烷、一氧化碳、二氧化碳、氧气、温度、风速、流量、粉尘、负压、风筒、开停开关、风门开关等种类传感器，实现了实时监控矿井瓦斯浓度、巷道风速、通风负压等各种安全参数，具备CH4超限报警断电、远程遥控、打印各种参数变化数值、变化曲线监测报表、自动记录超限数值、超限时间、超限次数等多项功能，我矿监控系统一共有8台监控分站，10号分站装在地面瓦斯泵房，16号分站安装在地面风机房，2号分站安装在井下上部水仓，4号分站安装在井下机电硐室，5号分站安装在井下19煤回风联络巷巷口，7号分站安装在11908回风巷巷口，248号分站安装在中部车场，8号分站安装在11908运输巷巷口。
2、人员定位系统：矿井使用KJ251A型煤矿人员定位管理系统, 监控中心设在矿调度室，该系统可对井下人员情况进行全面监测。我矿人员定位系统分别安装了3台分站，1号分站安装在井下中部车场，分别接入四台读卡器主要检测下部水仓、11908运输巷巷口、11908液压泵站、11908运输巷中部；2号分站安装在井下3号皮带机头，一共接入8台读卡器，分别安装在，11908回风巷中部、中部车场通总回风巷处、11907回风巷、永久避难硐室、上部水仓、19煤回风联络巷、11907专用回风巷、2号皮带机头；3号分站安装在地面风机房，一共接入6台读卡器，分别安装在，总回风、风井井口、副平硐出口、副平硐绞车房、主斜井中部、主斜井巷口，全矿读卡器一共18台。
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3、紧急避险系统：矿井在井底中部车场的联络巷处建立了容纳60人永久避险硐室，服务于整个矿井。井下永久避难硐室三条生命线安设齐全，设施配置符合相关规定，硐室内配有压风、供水、监测监控、人员定位、通信和供电、空气循环净化系统、环境参数监测系统等装备齐全并正常使用。井下各巷道均悬挂有避灾线路牌和巷道路标指示牌。
4、压风自救系统：在地面工业场地内设置有地面压风机房，安装1台VLG185M-8型螺杆空气压缩机，供气量32.5m³/min，额定排气压力0.7MPa，电机功率185kW，1台LG110G-8型螺杆空气压缩机，供气量20m³/min，额定排气压力0.7MPa，电机功率110KW，主要负责井下生产供风及压风自救系统，正常工作台数为1台，另有1台备用。
压风主管沿副斜井敷设下井，压风主管采用DN100的无缝钢管，压风自救管选用DN50无缝钢管。主管路每隔100m一个三通阀门，支管路均是50米设置一个三通阀门。每台空气压缩机均装设有压力表和安全阀，装设断油保护装置。压力表定期校准，安全阀和压力调节器动作可靠。
掘进工作面自掘进面回风口开始，靠近迎头那组距迎头25-40m的距离设置一组压风自救装置，其数量为9个，每隔50m安装一组。
回采工作面在距采面上下安全出口以外25-40m范围内设置一压风自救装置，之后在运输巷、回风巷每隔50m设置一组。
5、供水施救系统：地面+1500m标高建有一个防尘、消防水池200m³，矿井供水主管选用DN100钢管，供水支管选用DN50钢管。每隔50m安有一组支管及阀门，连接喷雾器和洒水软管，矿井消防洒水和供水施救同一管路。
6、通讯系统：矿井设生产调度交换机1台，型号为HJD-80A型，容量80门。地面调度室、监控室、各机房和井下井底车场、采掘工作面、井下水泵房、采区避难所、局部通风机安设处、主运输巷等均设电话机。
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第七章 安全风险辩识
通过经验判断法, 重点对辩识范围内瓦斯、煤尘、水、火、顶板、机电和提升运输系统等容易导致群死群伤事故的危险因素开展安全风险辩识， 具体如下：
一、采掘接替安全风险分析
1、矿井经过对图纸、储量年报、等资料的检查，矿井标高+1350以上开拓煤量可采期为1年，准备煤量可采期为3个月，回采煤量可采期为0.5个月，出现采掘失调现象；但我矿11908工作面从2017年11月开始，就只进行维护性推采，未出现超能力超强度生产行为；
2、本矿井按批准的采区设计开采，矿井各系统已全部完善，目前我矿布置一个采面及两个掘进头，即11908综采工作面、11907回风巷、19煤回风联络巷，不存在“剃头下山”和多个采煤工作面同时开采现象；
3、目前本矿开采的一采区范围内不存在相邻区段采煤工作面回采未结束，强行沿空施工下一区段回采巷道的现象；
4、本矿目前只开采一层煤（即19煤层），不存在煤层群开采。 5、采掘失调风险辨识评估
（1）11908工作面维护性推采不及时，周期来压，造成底鼓、片帮压垮设备或伤人事故；
（2）11908工作面底鼓、侧压使巷道断面变小，风量不足，造成瓦斯超限事故；
（3）采掘失调，盲目加快掘进进度，顶板、瓦斯、防治水等治理不到位，出现顶板、瓦斯、水害事故；
通过上述采掘接替安全风险因素的分析，采用“作业条件危险性评价法”对矿井采掘接替安全事故的风险因素进行评估。
序号 1
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易发生 采掘接替安全的风险因素 工作面底鼓、片帮压垮设备或伤人事故 L 1 E 2 C 10 D=LEC 80 研判结论 （风险等级） 一般风险
巷道断面变小，风量不足，造成瓦斯超限事故 采掘失调，盲目加快掘进进度，顶板、3 瓦斯、防治水等治理不到位，出现顶板、瓦斯、水害事故 0.1 0.1 90 100 一般风险 2 1 1 40 100 一般风险 LEC取值依据 序号 易发生 采掘接替安全的风险因素 L E C 工作面无人作业，工作面无采动影响，片帮频繁程度最多每月一次，故取值2 安排人员每班巡查，且片帮的范围一般都小，产生的后果最大一人死亡，故取值10 工作面从维护性推采以来，没有发生瓦斯超限事故，故取值1 矿井按规定要求进行掘进管理工作，没有发生该事故取值0.1 工作面无人作业，安排人员每班巡查，产生的后果最大十人死亡，故取值40 产生的后果最大十人死亡，故取值90 工作面无人作业，安1 工作面底鼓、片帮压垮设备或伤人事故 排人员每班巡查，发现问题及时处理，出现该事故可能性小，故取值1 安排人员进行刷帮、2 巷道断面变小，风量不足，造成瓦斯超限事故 降底工作，确保巷道断面满足要求，现该事故可能性小，故取值1 采掘失调，盲目加快掘进进3 度，顶板、瓦斯、防治水等治理不到位，出现顶板、瓦斯、水害事故 矿井按规定要求进行掘进管理工作，出现该事故几乎不可能，故取值0.1
二、主要生产安全系统分析
1、矿井现阶段采区各生产安全系统均完善；
2、矿井通风系统、运输系统、排水系统、供电系统均已形成完整系统。不存在生产系统未形成即布置回采巷道情况；
3、矿井目前开采19煤层，有完整的通风系统及运输系统。布置一个11908综采工作面。11908综采工作面采用全风压通风，无局部通风机辅助通风现象，风量满足设计要求；布置两个掘进工作面，分别是11907回风巷及19煤回风联络巷，均采用2×30KW局扇进行通风，并有专用回风巷进行通风，风量满足设计要求，通风系统可靠完善。
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4、矿井后期主要以回收采区煤柱，矿井没有布置开拓巷道。不存在同一条回采巷道人为分多头进行施工或从相邻采区、相邻水平“借道”组织施工的情况。
5、目前只开采11908综采工作面，不存在同一条回采巷道人为分多头进行施工或从相邻采区、相邻水平“借道”组织施工的情况。 6、运输系统风险分析及风险辨识评估 （1）皮带运输系统的风险分析
①皮带斜井皮带输送机长距离运输且坡度大，皮带发生断带伤人事故； ②皮带运输大块煤时，煤块坠落伤人；
③皮带机传动部分未加防护罩和防护栏或防护栏松动，造成伤人事故。 ④皮带机头至机尾沿线保护不齐全或保护不起作用，易导致皮带出现故障后不能及时自动停机，带“病”运转。 ⑤皮带接头质量不合格，易导致皮带断带事故。
⑥皮带摩擦或过负荷运行等引发皮带着火产生毒烟窒息伤人事故。
根据以上分析，确定矿井皮带运输风险因素有主皮带井发生断带伤人事故、大块煤块坠落伤人、皮带机传动部分未加防护罩和防护栏或防护栏松动造成伤人事故。皮带摩擦或过负荷运行等引发皮带着火产生毒烟窒息伤人事故；胶带接头质量不过关，导致断带而引发事故；由于各转载点被堵，放煤不及时，导致堆煤，造成胶带机机头被埋；胶带机各类保护不起作用，导致系统不能自动停车，造成设备损坏或伤人事故。
（2）架空人车系统风险分析
①钢丝绳张紧力下降，托绳轮安装偏离钢丝绳中心，压绳轮安装不到位，导致掉绳事故。
②吊座抱索器松动、损坏或抱索器与吊座之间的连接螺栓脱落造成掉座事故。
③钢丝绳由于受力直径变细或抱索器卡爪顶丝松动，发生抱索器松动，
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导致坐凳滑落伤人。
④钢丝绳接头搭接长度不够或接头工艺不合格，钢丝绳不按规定进行检查或维护保养不到位，断丝、断股较多，导致发生断绳事故。 ⑤机头机尾未安装防护栏，造成架空人车运行时夹伤行人。
⑥携带超长、超重物料乘坐架空乘人装置造成摔伤、误伤他人或机械事故。
综上所述，钢丝绳张紧力下降，托绳轮安装偏离钢丝绳中心，压绳轮安装不到位；吊座抱索器松动、损坏或抱索器与吊座之间的连接螺栓脱落；钢丝绳由于受力直径变细或抱索器卡爪顶丝松动，发生抱索器松动；钢丝绳接头搭接长度不够或接头工艺不合格，钢丝绳不按规定进行检查或维护保养不到位，断丝、断股较多；防护设施不完善；携带超长、超重物料乘坐架空乘人装置为架空人车系统风险因素。
（3提升系统风险分析
①由于轨道质量差、巷道不规范、车辆超高等原因导致跑车事故。 ②钢丝绳、插销、连接链环未按时检查、保养导致钢丝绳、插销、连接链环断裂等原因造成飞车伤人事故。
③矿车超重“一坡三挡”失效、未挂护绳等原因造成飞车伤人事故。 ④轨道失修、巷道变形造成轨道靠一邦，提升下放时矿车碰边邦造成飞车、跳道伤人事故。
⑤提升机各种保护装置动作不灵敏或失效，故障不能停机从而造成事故。
⑥司机操作时，精神状态差，信号听辨不清开车或运行中有异常响，绞车运行时更换绞车司机造成人员伤亡事故。
综上所述，由于轨道质量差、巷道不规范、车辆超高；钢丝绳、插销、连接链环未按时检查、保养；矿车超重“一坡三挡”失效、钢丝绳、插销、连接链环断裂、未挂护绳等原因；轨道失修、巷道变形造成轨道靠一邦、
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提升机各种保护装置动作不灵敏或失效、司机操作时，精神状态差、信号听辨不清开车或运行中有异常响、绞车运行时更换绞车司机等为轨道运输系统风险因素。
（4）提升、运输系统风险评价
通过上述皮带运输风险因素的分析，采用“作业条件危险性评价法”对矿井发生运输事故的风险因素进行评估。
序号 1 2 3 4 5 6 7 易发生提升、运输系统事故的风险因素 皮带机头至机尾沿线保护不齐全或保护不起作用 皮带机运输大块矸石、铁器等物件 皮带接头质量不合格 皮带摩擦或过负荷运行等引发皮带着火产生毒烟 传动部分未加防护罩和防护栏或防护栏松动，造成伤人 钢丝绳张紧力下降，托绳轮安装偏离钢丝绳中心，压绳轮安装不到位，导致掉绳事故 吊座抱索器松动、损坏或抱索器与吊座之间的连接螺栓脱落造成掉座事故。 钢丝绳由于受力直径变细或抱索器卡爪顶丝松动，发生抱索器松动，导致坐凳滑落伤人。 钢丝绳接头搭接长度不够或接头工艺不合格，钢丝绳不按规定进行检查或维护保养不到位，断丝、断股较多，导致发生断绳事故 机头机尾未安装防护栏 携带超长、超重物料乘坐架空乘人车 轨道质量差、巷道不规范、车辆超高等原因导致跑车事故 矿车超重、未挂护绳、“一坡三挡”失效、钢丝绳、插销、连接链环断裂等原因造成滑车伤人事故 轨道失修、巷道变形造成轨道靠一邦，提升下放时矿车碰边邦造成飞车、跳道伤人事故 提升机各种保护装置动作不灵敏或失效造成人员伤亡事故 司机操作时，精神状态差，信号听辨不清开车或运行中有异常响，绞车运行时更换绞车司机造成人员伤亡事故 发生的可能性L 1 3 1 1 1 1 1 1 频繁程度E 6 6 6 6 6 6 6 6 事故产生的后果C 15 7 40 40 7 7 15 15 危险程度D=LEC 90 147 240 240 42 42 90 90 研判结论 （风险等级） 一般风险 一般风险 较大风险 较大风险 一般风险 一般风险 一般风险 一般风险 8 9 10 11 12 1 1 1 1 1 1 1 1 6 6 6 3 3 3 6 6 15 15 15 40 40 40 40 40 90 90 90 120 120 120 240 240 一般风险 一般风险 一般风险 一般风险 一般风险 一般风险 较大风险 较大风险 13 14 15 16 LEC取值依据
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序号 1 易发生提升、运输系统事故的风险因素 皮带机头至机尾沿线保护不齐全或保护不起作用 发生的可能性L 各台皮带运输机综合保护正常使用并定期巡查，发生可能性小。 故取1 可能、但不经常。 故取3 各台皮带运输机每班巡查，发生可能性小。 故取1 各台皮带运输机每班巡查，发生可能性小。 故取1 各台皮带运输机每班巡查，发生可能性小。 故取1 架空人车运行前必须先巡查一次，发生可能性小。故取1 架空人车运行前必须先巡查一次，发生可能性小。故取1 架空人车运行前必须先巡查一次，发生可能性小。故取1 架空人车运行前必须先巡查一次并定期对钢丝绳巡检，发生可能性小。故取1 定期对架空人车防护装置巡检，发生可能性小。故取1 架空人车乘座规定已禁止携带超长、超重物料乘坐架空乘人车，发生可能性小。故取1 已定期对轨道、巷道高度不够地点巡查，不排出突发情况。故取1 频繁程度E 每天皮带机工作时才可能发生风险。 故取6 每天皮带机工作时才可能发生风险。故取6 每天皮带机工作时才可能发生风险。故取6 每天皮带机工作时才可能发生风险。故取6 每天皮带机工作时才可能发生风险。故取6 设备工作时才可能发生风险。故取6 设备工作时才可能发生风险。故取6 设备工作时才可能发生风险。故取6 设备工作时才可能发生风险。故取6 设备工作时才可能发生风险。故取6 设备工作时才可能发生风险。故取6 设备工作时才可能发生风险，下放大件次数很少。 故取3 设备工作时才可能发生风险，下放大件次数很少。 故取3 设备工作时才可能发生风险。下放次数不多。 事故产生的后果C 可能造成单人伤亡事故。 故取15 可能造成大块矸石、铁器从皮带机上掉落伤人。 故取7 断带可能造成巷道内人员伤亡事故。 故取40 皮带起火可能造成巷道内人员窒息伤亡事故。 故取40 可能造成人员绞伤。 故取7 可能造成局部掉绳伤人。 故取7 可能造成乘车人员掉落伤亡。 故取15 可能造成乘车人员掉落伤亡。 故取15 可能造成乘车人员掉落伤亡。 故取15 可能造成人员被害绞伤亡。 故取15 可能造成乘座人员碰壁掉落伤亡。 故取15 已规定“行车不行人”可能飞车造成车场人员伤亡。 故取40 已规定“行车不行人”可能飞车造成车场人员伤亡。 故取40 已规定“行车不行人”可能飞车造成车场人员伤亡。 2 皮带机运输大块矸石、铁器等物件 3 皮带接头质量不合格 4 皮带摩擦或过负荷运行等引发皮带着火产生毒烟 传动部分未加防护罩和防护栏或防护栏松动，造成伤人 钢丝绳张紧力下降，托绳轮安装偏离钢丝绳中心，压绳轮安装不到位，导致掉绳事故 吊座抱索器松动、损坏或抱索器与吊座之间的连接螺栓脱落造成掉座事故。 钢丝绳由于受力直径变细或抱索器卡爪顶丝松动，发生抱索器松动，导致坐凳滑落伤人。 钢丝绳接头搭接长度不够或接头工艺不合格，钢丝绳不按规定进行检查或维护保养不到位，断丝、断股较多，导致发生断绳事故 机头机尾未安装防护栏 5 6 7 8 9 10 11 携带超长、超重物料乘坐架空乘人车 12 轨道质量差、巷道不规范、车辆超高等原因导致跑车事故 13 14 已定期对“一坡三档”矿车超重、未挂护绳、“一坡三挡”钢丝绳等定期检查，对失效、钢丝绳、插销、连接链环断“四超”设备下放已编裂等原因造成滑车伤人事故 制针对措施并学习。 故取1 轨道失修、巷道变形造成轨道靠一已定期对轨道、巷道宽邦，提升下放时矿车碰边邦造成飞度不够地点巡查修缮，车、跳道伤人事故 不排出突发情况。
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故取1 已每班对绞车各种保护进行试验，不排出突发情况。故取1 每天班前会已对绞车司机强调操作注意事项，观察绞车司机精神状态，不排出突发情况。故取1 故取3 设备工作时才可能发生风险。 故取6 设备工作时才可能发生风险。 故取6 故取40 已规定“行车不行人”可能飞车造成车场人员伤亡。故取40 已规定“行车不行人”可能飞车造成车场人员伤亡。故取40 15 提升机各种保护装置动作不灵敏或失效造成人员伤亡事故 司机操作时，精神状态差，信号听辨不清开车或运行中有异常响，绞车运行时更换绞车司机造成人员伤亡事故 16
（八）排水系统风险分析及评估： 1、排水设备损坏淹井风险
（1）对排水设备保养检修不到位造成设备突然损坏，无法正常排水威胁矿井安全。
（2）排水管年久失修锈蚀严重造成漏水，无法正常排水威胁矿井安全。
（3）操作人员失职、脱岗、睡岗等原因，未能按时排水造成淹井。
2、供电不正常淹井风险
供电系统故障无法正常供电造成排水设备无法正常排水威胁矿井安全。
3、水仓容量不足淹井风险
水仓容量无法容纳8小时正常涌水量，造成淹井。
根据以上分析，认为对排水设备保养检修不到位造成设备突然损坏；排水管年久失修锈蚀严重造成漏水；供电系统故障无法正常供电；水仓容量无法容纳8小时正常涌水量等因素为排水系统风险。 4、排水系统风险评价
通过以上对矿井水灾危险、有害因素的分析，采用“作业条件危险性评价法”对矿井发生水灾事故的危险程度进行评价。
序号 易发生排水系统事故的风险因素 发生的可能性L 频繁程度E 事故产生的后果C 危险程度D=LEC 研判结论 （风险等级）
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对排水设备保养检修不到位造成设备突然损坏 排水管年久失修锈蚀严重造成漏水 供电系统故障无法正常供电 操作人员失职、脱岗、睡岗等原因，未能按时排水造成淹井 水仓容量无法容纳8小时正常涌水量，造成淹井 1 2 3 4 5 1 1 1 1 0.1 6 3 2 6 10 40 40 40 40 100 240 120 80 240 100 较大风险 一般风险 一般风险 较大风险 一般风险 LEC取值依据 序号 易发生排水系统事故的风险因素 发生的可能性L 频繁程度E 排水设备每天使用。 故取6 排水管路每天使用。漏水故障平均每周一次。 故取3 排水供电系统24小时运行。故障平均每月一次。 故取2 排水设备每班使用，水泵司机每班正常上班。 故取6 事故产生的后果C 排水设备突然损坏，容易造成水淹井风险。故取40 排水管严重漏水，容易造成水淹井风险。故取40 供电系统故障无法正常运行，容易造成水淹井风险。故取40 容易造成水淹井风险。故取40 1 2 定期对排水设备及管路对排水设备保养检修不到位造成设进行巡查保养，设备突备突然损坏 然损坏完全意外。 故取1 定期对排水管路进行巡查检修，管路突然损坏排水管年久失修锈蚀严重造成漏水 完全意外。 故取1 供电系统故障无法正常供电 每班电工正常值班且对供电线路进行巡查。故取1 3 4 5 每天班前会已对水泵司机强调操作注意事项，操作人员失职、脱岗、睡岗等原因，观察水泵司机精神状未能按时排水造成淹井 态，不排出突发情况。故取1 按《煤炭安全规程要求》，水仓必须满足容纳8小时正常涌水量。水仓容量无法容纳8小时正常涌水矿井正常涌水量为30m量，造成淹井 ³/h。上部水仓容积为550m³，下部水仓容积为420m³。故取0.1 矿井涌水有连续性。故取10 水仓容量无法容纳8小时正常涌水量，将引发重大安全事故。 故取100
(九）供电系统风险分析及风险辨识评估
1.供电系统风险分析 （1）供电线路故障风险
①架空线接点断路器过载能力低，用电过负荷时造成跳闸引起井上下大面积停电，威胁矿井安全生产。
②架空线穿过树林段，树木长高碰高压线造成跳闸引起井上下大面积停电，威胁矿井安全生产。
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③楼泥II回供电不稳定，T接电源、气候因素打雷闪电，造成外线跳闸
引起井上下大面积停电，威胁矿井安全生产。
（2）单相接地风险
①单相接地故障在供电系统故障中发生概率最大。但因接地时，三相线电压仍然平衡，不会造成供电中断，生产部门容易忽视该故障。
②单相接地故障危险性最高，中性点经消弧线圈接地的供电系统，目前还没有比较成熟的技术手段能可靠分辨具体哪条线路接地，当发生单相接地时，只能通过拉路进行查找，造成系统长时间接地，系统对地电压长时间升高，对整个供电系统造成严重威胁，可能引发多处同时短路，进而造成主变过电流跳闸，致使全矿停电。严重威胁矿井安全生产。
（3）短路故障风险
发生短路故障时，供电中断，造成财产损失或人身、设备受损。由于井下供电线路较短，串联供电级数较多，短路电流级差不大甚至没有极差，而保护装置的灵敏系数要求大于1.5，故造成继电保护定值没有极差而不动作于跳闸；且供电局给定主变低总出口最大时限1.7s，造成时限极差很小；短路时母线电压下降，操作电源多取自本段母线，本级断路器不能保证可靠动作。基于以上原因，线路上短路必定会造成越级跳闸，造成停电范围扩大。
（4）触电风险
工作现场存在多种触电风险，一是人体直接触及带电设备；二是人体通过作业使用的工具、材料等间接触电；三是感应电触电；四是对工作地点误送点，造成工作人员触电；五是使用低压电器设备时漏电导致触电；六触电会导致人员伤亡以及停电事故。
（5）误操作风险
变（配）电所值班人员误操作，会造成误分合带电线路，对工作地点
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误送电，误入带电间隔触电等风险。
根据以上分析，确定电源线路故障、单相接地、短路故障、触电、误操作为供电系统的风险因素。
2. 供电系统风险辨识评估
通过上述供电系统风险因素的分析，采用“作业条件危险性评价法”对矿井发生供电系统事故的风险因素进行评估。
序号 1 2 3 4 5 6 易发生供电系统事故的风险因素 电源线路风险 单相接地风险 短路停电风险 触电风险 误操作风险 气候因素打雷闪电 发生的可能性L 频繁程度E 危险程度事故产生的后果C D=LEC 40 40 15 15 15 40 240 240 90 90 45 240 研判结论 （风险等级） 较大风险 较大风险 一般风险 一般风险 一般风险 较大风险 3 1 1 1 1 3 2 6 6 6 3 2
LEC取值依据
易发生供电系序统事故的风险号 因素 1 电源线路风险 发生的可能性L 楼泥II回外线供电不正常容易跳闸，但不经常。 故取3 单相接地可能性很小，多为外线故障。 故取1 供电系统三大保护正常使用，短路停电造成大面积停电可能性不大。 故取1 供电系统三大保护正常使用，且禁止带电操作。 故取1 停送电操作规程规定“谁停电谁送电”“停电验电放电”。故取1 频繁程度E 每月可能有一次跳闸。 故取2 供电系统24小时运行。 故取6 供电系统24小时运行。 故取6 供电系统24小时运行。 故取6 矿井停送电频率不高。 故取3 事故产生的后果C 引起供电不稳定，造成大面积停电引发事故。故取40 引起供电不稳定，造成大面积停电引发事故。故取40 多为人为操作失误，造成操作人员伤亡。故取15 多为人为操作失误，造成操作人员伤亡。故取15 多为人为操作失误，造成操作人员伤亡。故取15 2 单相接地风险 3 短路停电风险 4 触电风险 5 误操作风险
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雨季打雷闪电频率不雨季打雷闪电引起跳闸，但不经常。 高。 故取3 故取2 6 气候因素打雷闪电 引起外线跳闸，造成大面积停电引发事故。故取40
（十一）瓦斯抽采系统风险因素分析及风险辨识评估 1. 瓦斯抽采系统风险因素分析
（1）抽放管路内有大量积水未及时排出，导至管路堵塞，不能有效的抽放瓦斯，且导至抽放泵站故障停抽，造成煤层瓦斯抽采效果差，致使掘采工作面或采面上隅角、回风巷可能出现瓦斯超限。
（2）未进行抽放系统巡查，管路漏气等现象未进行处理，导至抽放效果差，造成瓦斯抽采差，致使掘采工作面或采面上隅角、回风巷可能出现瓦斯超限。
（3）抽放泵司机业务不熟悉或离岗，在抽放泵有故障时不能未及时采取措施处理，造成抽放泵不能正常的工作，致使掘采工作面或采面上隅角、回风巷可能出现瓦斯超限。
2.瓦斯抽采系统的风险辨识评估
通过上述瓦斯抽采系统风险因素的分析，采用“作业条件危险性评价法”对矿井发生通风系统事故的风险因素进行评估。
研判结论 （风险等级） 一般风险 一般风险 一般风险 序号 1 2 3 危险有害因素 抽放管路内有大量积水未及时排出 未进行抽放系统巡查，管路漏气等现象未进行处理 抽放泵司机业务不熟悉或离岗 L 1 1 1 E 1 1 1 C 100 100 100 D=LEC 100 100 100
LEC取值依据
序号 危险有害因素 L E C
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在正常瓦斯抽放过程中，管道维1 抽放管路内有大量积水未及时排出 护工可能对抽放管路放水不及时，造成管道内大量积水，故取值1 在正常瓦斯抽放过程中，管道维2 未进行抽放系统巡查，管路漏气等现象未进行处理 护工定期对管路进行巡查，但有可能责任心不强，管路出现漏气较严重的意外情况，故取值1 抽放管路内的每周都有可能出现大量积水，故取值3 管道内有大量积水排放不及时有可能造成工作面瓦斯升高，出现事故，故取值40 抽放管路漏气严重有可能造成瓦斯抽放效果不好，出现事故，故取值25 如出现抽放泵司机业务抽放管路每周巡查维护有可能不到位，出现管路漏气，故取值3 在生产过程中瓦斯抽放泵司机3 抽放泵司机业务不熟悉或离岗 有可能进行更换，导致培训不到故取值3 抽放泵司机一年有可位，责任心差，出现业务不熟悉，能更换一次，故取值1 不熟悉或离岗，可能导致抽放泵不能正常运行，造成工作面瓦斯升高，故取值40
综上述分析，矿井的主要生产安全系统安全风险为一般风险，不存在重大安全风险。
三、安全监控系统安全风险分析
1、矿井安装有KJ90X安全监控系统，24小时运行，并安排监控人员值班，如实记录监测监控数据。数据联网上传集团公司调度。
2、通过对本矿安全监控设备的调校、测试相关记录和现场检查。本矿严格按照《煤矿安全规程》第四百九十二条要求每15天进行一次调校、断电测试。
3、经检查安全监控系统相关报表、记录和现场。本矿严格按照《煤矿安全规程》2016版和《AQ 1029-2007》安装有各类监控传感器，均按规程规定设置报警值和断电值，均能有效的实现报警、断电功能。
4、本矿严格按照每15天进行一次调校。都能使用空气气样先把传感器调零，再使用标准气样进行调校达到合格。调校过程严格按照《AQ1029-2007》传感器调校规范要求进行。
5、经检查安全监控系统相关报表和记录，本矿监控系统已经设置有甲烷电闭锁和风电闭锁功能，并每15天调校、测试一次；测试测试程序严格按照集团公司规定的“甲烷、风电闭锁操作规范”进行。
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6、经检查安全监控系统相关报表、记录和现场，本矿安全监控系统（型号为KJ90N）已经设置故障闭锁功能，并能有效地实现本功能。
7、经检查安全监控各类图纸。本矿能按照《煤矿安全规程》第四百八十八条：每3个月更新一次安全监控布置图、断电控制图、人员位置监测系统图和井下通讯系统图。
8、目前正在做升级改造计划，原有系统能正常使用。 对矿井发生监控事故的风险因素进行评估。
序号 1 2 3 4 5 易发生运输事故的风险因素 瓦斯监控系统发生故障 井下瓦斯分站发生故障 井下瓦斯分站发生故障 甲烷传感器发生断线故障 人员定位系统发生故障 L 0.1 1 1 3 0.1 E 6 6 6 6 6 C 100 40 40 7 100 D=LEC 60 240 240 126 60 研判结论 （风险等级） 一般风险 较大风险 较大风险 一般风险 一般风险 LEC取值依据
序号 1 易发生监控系统危害因素 瓦斯监控系统发生故障 发生的可能性L 瓦斯监控系统发生故障时，自动切换备机，发生的可能几乎不可能。故取0.1 可能、性小。故取1 频繁程度E 监控系统24小时运行。故取6 分站系统24小时运行。故取6 危险事故产生的后果C 程度D=LE监控系统故障可能引发重大安全事故。故取100 分站故障导致对工作面的瓦斯不能时时监控，可能出现瓦斯升高等情况发生。40 可能造成区域人员流动中断、人员位置中断限区域内人员伤亡事故。故取40 位置瓦斯浓度数据在调度检测不到可能造成人员伤亡。故取7 60 研判结论 （风险等级） 一般风险 2 井下瓦斯分站发生故障 240 较大风险 3 井下人员定位分站发生故障 可能、性小。故取1 分站系统24小时运行。故取6 240 险 较大风4 甲烷传感器发生断线故障 各施工队维修巷道造成断线，可能，但不经常。故取3 甲烷传感器24小时运行。故取6 126 一般风险
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人员定位系统故障可能引发重大安全事故。故取100 5 人员定位监控系统发生故障 人员定位监控系统发生故障时，自动切换备机，发生的可能性小.故取0.1 监控系统24小时运行。故取6 60 一般风险 综上述分析，矿井的安全监控系统不存在重大安全风险。 四、重大灾害治理安全风险分析研判
矿井已经建立“一通三防”、防治水、顶板防治等机构并配齐相关专业技术人员。矿井无煤尘爆炸和冲击地压重大灾害风险因素。
（一） 瓦斯风险分析及风险辨识评估 1、瓦斯积聚的风险因素辨识
当出现通风异常情况时，就会出现风量减少或无风的情况，就不能有效稀释和排除生产过程中产生的瓦斯，从而造成瓦斯气体的局部积聚。通风异常主要有以下几种情况：
（1）停电或风机故障：主通风机停电或风机故障造成全矿井停风（只有自然通风），必然引起矿井瓦斯积聚；掘进工作面局部通风机无计划停风，引起其供风的独头巷道无风，可能造成该巷道的瓦斯积聚。
（2）通风系统或通风设施的破坏或异常：风门未关闭，风道堵塞，临时改变通风系统，掘进风筒脱节或破坏、采煤工作面上隅角管理不善等，都会造成局部或区域风量不足甚至无风，产生瓦斯积聚。
（3）反风：当矿井反风时，若反风系统不完善，会出现瓦斯浓度异常。 2、瓦斯涌出异常的风险因素辨识
当瓦斯涌出量大于预计或实测的正常涌出量时，即使保持正常通风，也会出现瓦斯积聚的情况。根据本矿井的地质和开采技术条件，在下列情况下可能会出现瓦斯异常现象。
（1）地质原因引起的瓦斯异常：在地质构造异常区域进行采掘活动时，就有可能出现瓦斯异常，引起瓦斯长时间超限事故。
（2）采掘工作面接近采空区边界的泄压线：采掘工作面接近采空区边界的泄压线时，采空区内积存的瓦斯可能突然涌入采掘空间，造成瓦斯异
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常。
根据以上分析，确定矿井瓦斯风险因素有停电或风机故障、通风系统或通风设施的破坏或异常、地质原因引起的瓦斯异常、深部瓦斯异常涌出、采掘工作面接近采空区边界的泄压线、其它情况引起的瓦斯异常。
3.矿井瓦斯风险评价
通过上述瓦斯风险因素的分析，采用“作业条件危险性评价法”对矿井发生瓦斯事故的风险因素进行评估。
序号 1 2 3 4 5 6 易发生瓦斯事故的风险因素 停电或风机故障 通风系统或通风设施的破坏或异常 地质原因引起的瓦斯异常 采掘工作面接近采空区边界的泄压线 掘进面风量不足，瓦斯聚集造成事故 综采工作面上隅角瓦斯超限引起爆炸 L 3 1 1 1 1 1 E 2 2 2 1 3 6 C 25 40 40 50 40 100 D=LEC 125 80 80 50 120 600 研判结论 （风险等级） 一般风险 一般风险 一般风险 一般风险 一般风险 重大风险
LEC取值依据
序号 危险有害因素 L E C 矿井有可能出现，因外部停电或1 停电或风机故障 机电故障停电，以及风机检修不到位出现故障，故取值3 矿井在生产过程中，通风系统或2 通风系统或通风设施的破坏或异常 通风设施的破坏或异常出现的可能小，有意外出现的情况，故取值1 每月有可能出现。故取值2 如出现停电或风机故障，有可能存在事故的发生，故取值25 如出现通风系统或通风每月有可能出现，故取值2 设施的破坏或异常，有可能存在事故的发生，故取值40 3 地质原因引起的瓦斯异常 矿井在生产过程中，有能遇地质构造带等情况，出现瓦斯异常，故取值1 在生产过程中，掘进巷道有可能出现地质构造带，故取值2 如出现地质原因引起的瓦斯异常，有可能存在事故的发生，故取值40
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4 采掘工作面接近采空区边界的泄压线 矿井在生产过程中，采掘工作面有可能接近采空区边界的泄压线，故取值1 矿井在生产过程中，年度可能出现采掘工作面接近采空区边界的泄压线，故取值1 如出现采掘工作面接近采空区边界的泄压线，有可能存在事故的发生，故取值50 生产过程中，可能出现运材料等5 掘进面风量不足，瓦斯聚集造成事故 将风筒严重损坏，未及时修补，造成工作面瓦斯聚集造成事故的意外，故取值1 每周可能出现风筒损坏严重的意外，未及时修补，造成工作面瓦斯聚集造成事故的意外，故取值3 如出现采掘进面风量不足，瓦斯聚集造成事故，故取值40 在生产过程中，综采工作面风量6 综采工作面上隅角瓦斯超限引起爆炸 不足，或上下隅角到采空区隔离墙施工不到位，造成上隅角瓦斯升高、集聚，瓦斯超限引起爆炸的意外，故取值1 每天都有这种意外发生的可能，故取值6 如出现综采工作面上隅角瓦斯超限引起爆炸的意外，将会造成重大事故，故取值100
4.针对存在的重大风险采取的安全防范措施 （1）加大回采工作面配风量；
（2）搞好上下隅角到采空区的隔离墙施工，减少采空区漏风，减少上隅角采空区瓦斯涌出量。
（3）适当降低采煤机割煤速度，减少采空区浮煤，确保综采工作面上隅角瓦斯浓度不超限；
（4）及时回收采面回风上隅角的巷道支护，减少上隅角的空间。 （5）按相关法律法规要求安装好用好安全监控系统和监测系统，使系统和网络充分发挥应有作用。
（6）加强采面电气设备及供电线路的维护、检修、防止短路和过负荷，装设必须的继电保护并进行合理整定。
（7）严格落实瓦斯检查制度。瓦检员对采煤工作面的瓦斯浓度每班至少检查三次，严格瓦斯检查员现场交接班制度。
（8）瓦斯超限或涌出异常，必须及时采取措施处理，严禁瓦斯超限作
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业。
（9）按规定吊挂瓦斯传感器，及时处理局部积聚的瓦斯。 （10）定期开展瓦斯专项检查，对查出的隐患问题及时进行整改。 （二） 煤与瓦斯突出风险分析及风险辨识评估
****煤矿按突出矿井管理，目前矿井采掘活动范围内的19煤上覆18煤作为19煤的保护层（19煤的区域防突措施目前为开采保护层）。
1、煤与瓦斯突出风险因素辨识
（1）在进行采掘工作面区域效果检验时，区域效果检验钻孔未按设计施工，钻孔深度施工不够，现场以及监控监管不到位，填报假数据。在采掘作业时由于不知道工作面前方煤层瓦斯的真实情况，导致发生煤与瓦斯突出事故。
（2）施工区域校检孔与局部预测预报钻孔，做钻屑瓦斯解吸指标K1值以及区域效果检验的取芯工作时，防突校检工责任心不强，安瓦检现场监管不到位，弄需作假，导致发生煤与瓦斯突出事故。
（3）在采掘作业时未严格按区域效果检验与局部预测预报允许采掘的距离执行，超采超掘，导至发生煤与瓦斯突出事故。
（4）****煤矿整合相邻的****煤矿、****煤矿，****煤矿到****煤矿的矿界上覆煤层未开采，且矿界处为应力集中区，在未采取区域防突措施的情况下，进行采掘作业，导致发生煤与瓦斯突出事故。
根据以上分析，煤与瓦斯突出风险因素有:施工区域校检孔与局部预测预报孔，钻孔深度施工不够，现场以及监控监管不到位，填报假数据；施工区域校检孔与局部预测预报钻孔，做钻屑瓦斯解吸指标K1值以及区域效果检验的取芯工作时，弄需作假；在采掘作业时未严格按区域效果检验与局部预测预报允许采掘的距离执行，超采超掘;越界开采。
2.矿井煤与瓦斯突出情况风险评价
通过上述煤与瓦斯突出风险因素的分析，采用“作业条件危险性评价
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法”对矿井发生煤与瓦斯突出事故的风险因素进行评估。
序号 易发生瓦斯事故的风险因素 在进行采掘工作面区域效果检验时，区域效果1 检验钻孔未按设计施工，钻孔深度施工不够，现场以及监控监管不到位，填报假数据，造成瓦斯超限、瓦斯突出、瓦斯爆炸。 施工区域校检孔与局部预测预报钻孔，做钻屑瓦斯解吸指标K1值以及区域效果检验的取芯2 工作时，防突校检工责任心不强，安瓦检现场监管不到位，弄需作假，造成瓦斯超限、瓦斯突出、瓦斯爆炸。 在采掘作业时未严格按区域效果检验与局部预3 测预报或局部效果检验的允许采掘的距离执行，超采超掘，造成瓦斯突出。 4 在未采取区域防突措施的情况下，进行采掘作业。 1 1 100 100 一般风险 1 6 100 600 重大风险 1 6 100 600 重大风险 1 3 100 300 重大风险 L E C D=LEC 研判结论 （风险等级） LEC取值依据 序号 危险有害因素 L E C 在进行采掘工作面区域效果检验时，区域效果检验钻孔未1 按设计施工，钻孔深度施工不够，现场以及监控监管不到位，填报假数据，造成瓦斯超限、瓦斯突出、瓦斯爆炸。 生产过程中，区域效果检验施钻，矿加强了现场以及视屏验钻监管，但不排除填报钻孔深度作假的意外情况。故取值1 在生产过程中，采掘工作面区域效果检验基本每周进行一次，故取值3 如区域效果检验施钻时深度不够作假，可能造成瓦斯突出、瓦斯爆炸等重大事故，故取值100 施工区域校检孔与局部预测预报钻孔，做钻屑瓦斯解吸指标K1值以及区域效果检验的2 取芯工作时，防突校检工责任心不强，安瓦检现场监管不到位，弄需作假，造成瓦斯超限、瓦斯突出、瓦斯爆炸。 生产过程中，区域效果检验取芯，局部效果检验做钻屑瓦斯解吸指标K1值时，矿加强了现场监管，但不排除数据作假的意外发生，故取值1 在正常生产过程中，局部效果检验基本每天，故取值6 如施工区域校检孔与局部预测预报钻孔，做钻屑瓦斯解吸指标K1值以及区域效果检验的取芯工作时，弄需作假，可能造成瓦斯突出、瓦斯爆炸等重大事故，故取值100
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在采掘作业时未严格按区域效果检验与局部预测预报或3 局部效果检验的允许采掘的距离执行，超采超掘，造成瓦斯突出。 生产过程中，每班安瓦检加强了现场域效果检验与局部预测预报或局部效果检验的允许采掘的距离监管，但不排除超采超掘的意外的发生，故取值1 在正常生产过程中，现场域效果检验与局部预测预报或局部效果检验的允许采掘的距离每班都要搞好监管，故取值6 如在采掘作业时未严格按区域效果检验与局部预测预报或局部效果检验的允许采掘的距离执行，超采超掘，造成瓦斯突出，导致重大事故的发生，故取值100 矿井在生产过程中，严禁未采取区域防突措施的情况下，进行采4 在未采取区域防突措施的情况下，进行采掘作业。 掘作业。但在特殊情况下，可能出现未采取区域防突措施的情况下，进行采掘作业的意外，故取值1 在未采取区域防突措施的区域进行采掘作业的情况，每年极少出现，故取值1 如在在未采取区域防突措施的区域进行采掘作业，可能出现煤与瓦斯突出的重大事故的发生，故取值100
4.针对存在的重大风险采取的安全防范措施
（1）加大区域效果检验孔与局部预测钻孔的监管力度，在施工区域效果检验孔时搞好视屏监控，退钻杆时实现现场安全员与监控员联合收钻，杜绝施钻弄需作假。
（2）施工区域校检孔与局部预测预报钻孔时，安瓦检加强现场监管，督促防突校检工搞好煤层钻屑瓦斯解吸指标K1值，以及区域效果检验的取芯工作，做到所取煤样与所做数据真实可靠。
（3）在采掘作业过程中，当班安瓦检必须量好区域效果检验与局部预测预报的允许采掘进尺，并对采掘区队加强监管，杜绝超采超掘。
（4）生产技术科严格按规定搞好采掘工作面的作业规程，在采掘工作面的设计中严禁出现越界开采，在掘进巷道临近矿区边界作业时，调度室、安环科、生产技术科，搞好现场监管，杜绝越界开采。
（5）加强矿井员工的防突知识培训教育，让广大员工充分认识防突工作的重要性，提高防突工作业务能力，增强责任心，杜绝防突方面的各种作假行为。
（6）定期开展瓦斯防治专项检查，对查出的隐患问题及时进行整改。
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（三）火灾风险分析及风险辨识评估
矿井火灾是一种危害性极大的灾害事故，可造成重大的经济损失和人员伤亡。矿井火灾分为外因火灾和内因火灾。外因火灾是由于外界引火源引起火灾；内因火灾是煤炭在一定条件和环境下自身的物理化学作用引起的火灾，即煤炭的自燃。
1、因矿井煤层属不易自燃，无内因火灾。 2、外因火灾发生的原因：
（1）存在明火：吸烟、电气焊、喷灯焊、电炉、灯泡取暖。 （2）出现电火花：电钻、电机、变压器、开关、插销、接线三通、电铃、打点器、电缆等出现损坏、过负荷、短路等，引起电火花。
（3）违章放炮：放明炮、糊炮、空心炮、动力电源放炮、不装水炮泥、倒掉药卷中的消烟粉、炮眼深度不够、最小抵抗线不符合规定等都会产生放炮明火。
（4）瓦斯、煤尘爆炸：瓦斯、煤尘爆炸引起火灾。
根据以上分析，出现电火花、违章爆破、瓦斯煤尘爆炸以及机械摩擦生热或物体碰撞产生的火花是矿井火灾的风险因素。
（三）矿井火灾风险评价
通过上述火灾风险因素的分析，采用“作业条件危险性评价法”对矿井发生火灾的风险因素进行评估。
序号 1 2 3 4 易发生火灾的风险因素 井下使用明火 出现电火花 瓦斯爆炸起火 皮带运输巷皮带摩擦起火 L 3 0.1 0.1 1 E 1 6 10 6 C 20 100 100 40 D 60 60 100 240 研判结论 （风险等级） 低风险 低风险 一般风险 较大风险 LEC取值依据
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序号 危险有害因素 L E C 矿井在特殊情况下井下使1 井下使用明火 矿井在特殊情况可能在井下进行电焊等作业，故取值3 井下使用明火的情况每年很难出现一次，故取值1 用明火时，编制了专项的安全技术措施，并严格执行，故取值20 矿井使用的开关全部为，防爆2 出现电火花 开关，机电科按排了专人对井下的电器设备进行了随时检查，故取值0.1 矿井严格按四位一体的防突措施进行了瓦斯治理，工作地点3 瓦斯爆炸起火 加强了现场瓦斯检测并对瓦斯进行现场实时监控，如瓦斯出现了异常，矿及时采取措施进行处理，故取值0.1 矿井所有的巷道均有瓦斯，故取值10 矿井如出现瓦斯爆炸起火，可能造成重大事故，故取值100 每天工作时间均有人在有电缆的巷道工作，故取值6 井下如采掘巷道如出现电器火花，可能造成重大事故，故取值100 矿井的每步皮带都有皮带司4 皮带运输巷皮带摩擦起火 机，如有异常立即采取措施进行处理，因此摩擦起火的可能性小，但不排除有意外发生的可能。故取值1 矿井每天生产时，皮带就会运行，就有皮带摩擦起火意外发生的可能，故取值6 如皮带运输巷皮带摩擦起火，可能造成较大事故，故取值40
（四）、水害风险分析及风险辨识评估 1.矿井充水水源风险因素辨识 （1）大气降水、地表水
①降水量：年平均1431.1mm，年最大为1755.6mm(1997)，年最小为1411.4mm(1996) ，月最大567.4mm(1997.7)，日最大136.5mm(1995.10.3)。一年中最长连续降雨时间24（1998.6 .26—7.19），共282.1mm，一年中最长连续无雨时间22天（1998.12.22—2000.7.19），每年5—10月降水量占降水量的84.2%，其它月份仅占15.8%。
②矿区内河流为山区雨源型河流，河床粗糙，水流湍急，流量变化较大，雨季山洪飞瀑，河水暴涨，枯水季节流量较小。地表水主要受大气降
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水控制，采取适当的蓄流措施，可满足矿井的生产、消防等用水的需要。矿区外的楼下河河床标高1100m，为本区最低侵蚀基准面。
③地表冲沟水沿途接受泉水及煤窑水补给，雨季还有较大面积大气降水汇入，水量较大，这些冲沟多位于含煤地层露头地带，冲沟附近的网状、脉状裂隙密集，它们与煤层风化、氧化带直接接触，将来沿沟溪一带开采煤层时，冲沟水可能沿风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井，为矿井浅部开采的直接充水水源。
（2）地下水的补给 ①第四系孔隙水
矿区内覆盖的第四系，含水性弱，加之厚度不大，分布不广，蓄水量有限，对煤矿开采影响小。
②茅口组强含水层
主要岩性为灰岩、燧石灰岩，灰色、深灰色，泥晶粉屑结构，中厚层状，波状层理，富水性总体强，含水量相对会较大。
③小煤矿、老窑采空区积水
小煤矿、老窑内存在着一定的积水，是浅部矿井开采的重要充水因素，在开采浅部煤层时，采空区积水易渗入矿井而成为矿井直接充水水源。
（3）断层的导水性
矿区地表未发现较大断层。根据泥堡勘探区地质资料及实地调查，内区及外围断层或破碎带在碎屑岩地层中含水性弱，导水性差。
由于矿区内无大落差断层，一般不会造成强含水层与煤层拉近或对接而造成矿井突水，发育于以塑性岩石为主的含煤地层中的多数小断层仅具有微弱的含水、导水性能，对矿井充水影响小。但是当井巷穿越地下浅部发育的小断层时，由于周围岩层的风化节理裂隙较发育，有利于大气降水的入渗，井巷可能发生渗水、淋水和涌水现象。
2.矿井充水通道风险因素辨识
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（1）采空区
矿区内小煤矿和老窑，其废弃采面或巷道会成为老窑水、采空区积水、部分地表水进入矿井的通道。
（2）采动造成的导水裂缝带
巷道掘进和工作面回采时，都会对原有围岩产生影响，当产生的裂隙导通含水层或其他水源时，这些水也会顺采动裂隙进入矿井。
（3）断裂带导水
矿区虽无大落差断层，但也发育小落差断层，这些断层破坏了地层的完整性、连续性，降低了岩石的力学强度，塑性岩石中断层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，加之未来矿床开采中，人工采矿裂隙大量出现，改变了断层带附近应力场和地下水的天然流场，地表水、地下水更可能沿断裂带进入矿井。
（4）封闭不良钻孔
根据历史资料记载及采掘布局所揭露的钻孔，我矿未发现不良钻孔。 （5）陷落柱
截止到目前，经过各种井下工程揭露证实，本矿未发现有岩溶陷落柱发育。
（6）岩石天然节理裂隙
矿区内的吴家坪组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部则发育成岩或构造节理、裂隙，尤其是内部菱铁质细砂岩等脆性岩石更为发育，它们是地下水活动的良好通道，并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。
3.矿井排水系统问题
矿井排水系统由于故障，导致废水无法及时排出导致发生水害事故。 根据以上分析，认为地表水、采动造成的导水裂缝带、岩石天然节理
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裂隙、采空区水为矿井水害风险因素。
4.水害风险评价
通过以上对矿井水灾危险、有害因素的分析，采用“作业条件危险性评价法”对矿井发生水灾事故的危险程度进行评价。
序号 1 2 3 4 5 地表水 采动造成的导水裂缝带导水 岩石天然节理裂隙 采空区水 排水系统故障 易发生 水灾事故的风险因素 L 1 1 1 1 1 E 1 6 6 1 1 C 100 6 6 100 15 D=LEC 100 24 24 100 15 研判结论 （风险等级） 一般风险 低风险 低风险 一般风险 低风险 LEC取值依据 序号 易发生 水灾事故的风险因素 L E 矿区及附近无水矿区及附近无水体，1 地表水 强降雨引发山洪可能性小，故取值1 体，历年无强降雨无引发山洪淹井事故，故取值1 矿井煤层较薄，裂缝2 采动造成的导水裂缝带导水 带导水水量较小故取值1 受采动影响，工作面巷道局部出现淋水现象，故取值6 受岩石天然节理3 岩石天然节理裂隙 裂缝带导水水量较小故取值1 裂隙影响，工作面巷道局部出现淋水现象，故取值6 根据采空区积水情况调查，采空区积水量不大，且我矿坚持“有4 采空区水 掘必探，先治后采”的探放水原则，出现水害事故可能性小，故取值1 矿井排水系统完善，5 排水系统故障 出现排水事故可能性小，故取值1
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矿井排水系统完善，从未出现排水事故，故取值矿井排水系统完善，且产生的后果对人员死亡的可我矿坚持“有掘必探，先治后采”的探放水原则，从未出现水害事故故取值1 采空区透水产生的后果可能出现十人以上死亡，故取值100 C 强降雨无引发山洪淹井事故，产生的后果可能十人以上死亡，故取值100 矿井煤层较薄，裂缝带导水水量较小对矿井无影响，故取值6 岩石天然节理裂隙导水水量较小对矿井无影响，故取值6
1 能性较小，故取值15 （五）顶板风险分析及风险辨识评估 1、采面顶板风险辨识评估 （1）回采工作面顶板风险因素分析
工作面顶板事故风险因素：回采工作面的顶板事故表现为冒顶，除与顶板岩性有关外，主要与下列因素有关：
①支架初撑力不够，不能有效支护顶板；
②初次来压、初次放顶及周期期间没有按制定专项措施落实。 （2）工作面端头顶板事故风险因素分析： ①支护强度不够，超前支护不落实；
②掘进冒顶区附近。顶板的完整性被破坏，引起了顶板压力的变化，因而可导致大冒顶。
③维修巷道的冒顶事故。
根据以上分析，确定初撑力不够、过老巷贯通老巷，接近掘进冒顶区、巷道维修、工作面支护质量差、顶板压力大为回采专业顶板风险因素。
（3）回采专业顶板风险辨识评估
通过上述回采工作面顶板风险因素的分析，采用“作业条件危险性评价法”对矿井发生回采工作面顶板事故的风险因素进行评估。
序号 易发生危险的有害因素 研判结论 L E C D=LEC （风险等级） 一般风险 一般风险 一般风险 1 2 3 初撑力不够（综采工作面） 接近采面冒顶区（上下端头） 巷道维修（进风巷、回风巷） 工作面支护质量差，顶板压力大导致，顶板冒落（工作面、进风巷、回风巷） 1 1 3 6 6 3 15 15 15 90 90 135 4 1 6 100 600 重大风险 LEC取值依据
序号
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易发生危险的有害因素 L E C
采面支架装有压力表，1 初撑力不够（综采工作面） 并有专人定期维护管理，故取值1 采面上下端头采用液2 接近采面冒顶区（上下端头） 压支柱加强了支护，发生冒顶的可能性小，故取值1 受采动影响，采面顶板3 巷道维修（进风巷、回风巷） 压力大，可能需维修来保证回风巷回风断面达标，故取值3 采空区顶板垮落不及时造成采面支架压力工作面支护质量差，顶板压力大4 导致，顶板冒落（工作面、进风巷、回风巷） 大，液压支架、超前液压支柱支护质量差，维护不及时，造成顶板冒落的可能性小，故取值1 只有采煤作业时间内人员才会暴露于液压支架下，故取值6 只有采煤作业时间内超前支柱维护工才会暴露于上下端头，故取值6 支架初撑力不够，可能造成单个支架局部冒顶，故取值15 上下端头移柱时冒顶可能造成移柱工被掩埋，采面人员可逃生，故取值15 维修工作并不经常，采面生产期间大概每周一次，故取值3 维修时可能造成局部冒顶，伤亡程度不会太大，故取值15 采面、进回风巷顶板如只有采煤作业时间内人员才会暴露于采面及进回风巷，故取值6 果发生大面积冒落，堵塞逃生路线，作业人员可能被掩埋或者窒息，造成重大伤亡，故取值100 （4）、针对存在的重大风险采取的安全防范措施 ①、按照作业规程要求施工； ②、严禁空顶作业；
③、加强实时顶板隐患排查监管；
④、及时整改顶板存在的冒顶片帮的安全隐患。 2、掘进顶板风险辨识评估 （1）掘进工作面顶板风险因素分析
①、掘进工作面顶板事故主要有顶板下沉、顶板离层、底鼓、片帮、局部冒顶、大面积来压冒顶等。
②、掘进顶板事故的风险因素分析，掘进顶板事故除与顶板岩性、采动影响有关外，主要受下列因素影响。
a.对地质情况、地应力等了解掌握不够； b.掘进支护工艺参数不科学等。 c.支护质量不符合要求；
根据以上分析，确定掘进专业顶板压力突然增大、掘进支护工艺参数
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不科学、支护不及时，空顶作业、支护质量不符合要求。 （2）掘进专业顶板风险辨识评估
通过上述掘进工作面顶板风险因素的分析，采用“作业条件危险性评价法”对矿井发生掘进工作面顶板事故的风险因素进行评估。 序号 易发生顶板事故 的风险因素 掘进支护工艺参数不科学，导致顶板事故 再生顶板下或地质构造带掘进，不及时2 加强支护强度，导致发生冒顶、片帮垮落事故 3 支护不及时，控顶距、支护强度不符合要求，导致发生冒顶 3 6 40 720 重大风险 3 1 40 120 一般风险 L E C D=LEC 研判结论 （风险等级） 低风险 1 0.1 6 40 24 LEC取值依据
序号 易发生顶板事故 的风险因素 L 掘进支护工艺参数在作业规程中通过严格计算，现1 掘进支护工艺参数不科学，导致顶板事故 场作业严格按设计来施工，因支护工艺造成顶板事故的可能性极小，故取值0.1 再生顶板下或地质构造2 带掘进，不及时加强支护强度，导致发生冒顶、片帮垮落事故 掘进过程中遇到再生顶板或地质构造带因未加强支护导致冒顶事故的可能性小，故取值3 如掘进作业人员未严格按支护不及时，控顶距、支3 护强度不符合要求，导致发生冒顶 作业规程施工，只抓进度不抓安全，导致支护不及时，空顶距过大，造成顶板冒落的可能性小，故取值3 只有生产作业时间内支护人员才会暴露于掘进迎头待支护顶板下，故取值6 如因支护不及时，空顶距过大导致顶板冒落，可能造成当班作业人员被掩埋，故取值40 如遇地质构造带未加矿井地质结构简单，掘进遇到再生顶板或地质构强支护，可能导致顶板事故发生对当班掘进取值40 只有生产作业时间内支护人员才会暴露于掘进迎头待支护顶板下，故取值6 如因支护工艺不合格导致顶板冒落，可能造成当班支护工被掩埋，故取值40 E C 造带的情况少，故取值1 作业人员造成伤亡，故（3）、针对存在的重大风险采取的安全技术措施 ①、按照作业规程要求施工； ②、严禁空顶作业；
③、加强实时顶板隐患排查监管；
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④、及时整改顶板存在的冒顶片帮的安全隐患。 五、安全生产主体责任风险分析研判 （一）安全生产主体责任落实情况
1、****煤矿采矿许可证、安全生产可许可证已经过期；营业执照在有效，目前我矿已经停止生产，正在办理采矿许可证、安全生产许可证；
2、2018年7月按照《安全生产法》、《煤矿安全规程》重新修订完善了各级安全生产管理人员和各部门、各岗位安全生产责任制内容，建立健
全了全过程安全生产和职业健康管理制度，做到安全责任、管理、投入、培训和应急救援“五到位”。主要负责人和总工程师“两个关键人”
安全生产责任制落实到位，没有发现有履职不到位的情况；
(1)建立健全安全生产管理机构，配备矿长、党支部书记、总工程师、安全副矿长、生产副矿长、机电副矿长、党支部副书记、通防副总、机电副总、生产副总；生产技术科2人、通防科3人、安环科3人、机电科3人、调度室4人、综合办公室3人；
（2）对各项规章制度、作业规程、操作规程的检查，我矿已经制定完善《****煤矿各岗位安全生产责任制汇编》、《****煤矿各岗位责任制汇编》、《****煤矿各岗位操作规程》等各项管理制度，内容能按照矿井实际进行编写；
（3）我矿井下生产各系统满足法律、法规、规章、国家标准和行业标准规定的安全生产条件;
（4）我矿制定年度安全费用提取计划及月度安全费用提取计划，并保证了每月资金投入满足安全生产条件的需要；
（5）我矿制定了年度的安全生产教育和培训计划，并按照年度计划每月组织从业人员参加安全生产教育和培训；每周五组织从业人员参加安全生产教育和培训；
（6）我矿通过培训学习、井下作业地点悬挂岗位危险因素告知牌、地
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面公告栏张贴从业人员场所和工作岗位存在的危险、危害因素等方式，如实告知从业人员作业场所和工作岗位存在的危险、危害因素、防范措施和事故应急措施，并对职工承担安全生产义务进行了教育培训；
（7）我矿已为从业人员提供符合国家标准和行业标准的劳动防护用品，并监督教育从业人员按照规定佩戴使用；
（8）我矿建立了重大危险源台账，并对重大危险源实施有效的检测、监控；
（9）****煤矿地面储煤场和排矸场地、主要井筒、采区下山、综采工作面运输巷与回风巷、掘进工作面等均敷设供水管路，在井下所有易集尘的巷道内每隔50m设置一个防尘支管和闸阀用于冲冼煤帮；在采掘工作面回风流中按距采掘面20m-40m处设置两道净化水幕；在主要运输巷道中每隔50m设置一组防尘净化水幕；在一般巷道中每隔100m设置一组防尘净化水幕；在工作面刮板运输机、下超前刮板运输机、皮带运输机等转载点安装喷雾洒水；职工配备防尘口罩、耳塞作为其个体防护的措施，并按照国家法律、法规和卫生行政主管部门的规定定期对接触粉尘、毒物及有害物理因素等的作业人员进行职业健康检查。对检查出的职业病患者，按国家规定及时给以治疗、疗养和调离有害作业岗位，并做好了健康监护及职业病报告工作；
（10）矿井在用安全设施、设备（包括特种设备）均符合安全管理的有关要求，并按规定定期检测检验；
（11）2018年初制定了《****煤矿2018年生产安全事故应急救援预案》、《****煤矿各岗位操作规程》，并进行了严格的落实。
（12）对上级监察部门检查的安全事故隐患及时按照“五落实”的原则进行了整改，及时消除本单位安全事故隐患；
（13）矿井积极采取了先进的安全生产技术、设备和工艺，提高了安全生产科技保障水平，确保了所使用的工艺装备及相关劳动工具符合安全
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生产要求；
（14）我矿为兼并重组技改45万吨矿井，严格按照新建、改建、扩建工程项目依法实施了安全设施“三同时”；
（15）无承包、承租单位；
（16）依法为从业人员参加了工伤保险，为从业人员缴纳保险费； （17）****煤矿2018年未发生生产安全事故； （二）安全生产主体责任落实安全风险研判
综上述分析，****煤矿能按照国家法律法规落实煤矿企业主体责任，没有发生违反法律法规的行为，不存在重大安全风险。
六、蓄意违法违规生产建设风险分析研判
1、经查相关措施、方案。****煤矿一直遵守国家法律法规组织正常生产，未出现被上级责令停产停工现象。
2、通过对人员定位系统、调度记录和现场的检查。本矿隐患排查治理体系分工明确，未出现只排查不治理、假排查假治理情况。
3、通过对相关批复文件和现场的检查。2018年春节期间，****煤矿安排停产检修，检修期间已制定安全技术措施。春节后经丰联矿业有限责任公司安环处组织验收，报政府批准复产。不存在未达到复产复工标准擅自复工复产现象。
4、经对图纸、监控系统、调度报表等台帐资料和现场的检查。本矿目前构筑17道密闭，不存在假密闭情况，并按实际情况填报各种数据、图纸，按实际编写各类报告。
综上述分析，****煤矿依法依规组织生产，不存在蓄意违法违规生产建设。
七、建设项目不按规定组织施工风险分析研判
1、通过对我矿相关批复文件、设计和现场的检查。各类安全设施设计严格按照审批流程进行审批，并组织学习后方进行施工。
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2、****煤矿属整合保留矿井，整合后设计生产能力45万吨/年，矿区面积3.952km2，保有资源储量2284万吨。预留矿区范围已经取得批复，地质勘探报告已通过评审，并已在省国土厅备案，安全专篇编、开采设计方案未通过贵州省阳光会评审，目前正在协助办证工作组调整****煤矿矿权与普白森林公园重叠范围工作。
综上述分析，****煤矿为45万吨/年技改矿井，新建项目手续尚未完善，未组织施工，无不按规定组织施工现象。
八、列入当年化解过剩产能退出计划煤矿风险分析研判
我矿为兼并重组技改45万吨矿井，兼并****煤矿已经宣布关闭，井口已封；****煤矿目前井下只安排通风排水工作，未组织生产，待****煤矿井下设备回收完毕后将封闭井口。
综上述分析，****煤矿为兼并重组技改45万吨矿井，兼并****、****煤矿，为整合主体，不属于列入当年化解过剩产能退出计划煤矿。
第八章 矿井安全风险分析研判结论
经过上述的风险辨识评估，矿井存在的主要危害为：水害事故、火灾事故、提升系统事故、顶板事故、供电系统事故、皮带运输系统事故、通风系统事故。本次辨识评估共辨识风险55条，5条重大风险。根据辨识评估出来的重大风险，制定相应主要管控措施、应急措施、管控责任人。****煤矿重大风险清单见附件一。
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附件一 ****煤矿重大风险研判清单及防控措施
风险类型 重大风险名称 风险区域 风险描述 伤害程度 管控措施 应急措施 管控责任人 整改时限 1、发生顶板事故后，现场检查人员必须要保证自己安全，站立位置要在有效支护范围内，防止次生灾害； 2、现场人员，以最快速度，最简短语言将事故基本情况如实液压支架移架质量差，掘进工作面支护不及顶板 工作面顶板垮落和片帮 时，支护强度不符合要导致发生大面积冒顶及片帮事故 多人求，导致不接顶不贴帮，伤亡 1、按照作业规程要求施工； 2、严禁空顶作业； 3、加强实时顶板隐患排查监管； 4、及时整改顶板存在的冒顶片帮的安全隐患。 汇报调度； 3、现场处理小范围顶板事故，敲帮问顶必须由班队长进行，落实专人敲、专人观测顶板变化情况，同时做好安全避险线备； 4、出现人员伤亡或者顶板事故已超出可控范围，必须立即撤离，严禁在作业现场逗留； 5、如出现人员骨折，不能急于搬动伤员，应立即止血、包扎，用夹板、木片、木棍等物固定，再进行搬运。 动态监管
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1、发生瓦斯事故后，迅速汇报调度并通知附近人员 2、立即切断电源，撤离人员； 11908、11907综采工作面采空区瓦斯积聚至上瓦斯 瓦斯爆炸 隅角，造成工作面瓦斯超限，一旦遇到火源造成瓦斯爆炸事故 多人伤亡 1.加大回采工作面配风量 2.适当降低采煤机割煤速度，减少采空区浮煤，确保综采工作面上隅角瓦斯浓度不超限 3、及时回收采面回风上隅角的3、佩戴压缩氧自救器时，必须将鼻夹紧密夹住鼻子，防止有毒有害的烟气进入呼吸道； 4、人员撤离时，必须匀速行走，撤离过程中，严禁将鼻夹取出； 救器补给站领用或将随时衣物、毛巾等织物侵湿，捂住口鼻，迅速逃生。 1、严格按照防突设计及抽采设计进行施工。 2、严把钻孔验收关口，现场安全员、瓦检员加强责任心，视在进行采掘工作面区域效果检验时，区域效果瓦斯 瓦斯爆炸、瓦斯突出 检验钻孔未按设计施 工，钻孔深度施工不够，现场以及监控监管不到位，填报假数据，造成瓦斯爆炸、瓦斯突出。 多人伤亡 频验收钻孔进尺。 3、总工程师、通防副总定期抽查视频验收钻孔。 4、加大打假钻处罚力度，发现打假钻现象，追究相关责任人的责任。 5、加强对防突工、安全员、瓦检员瓦斯知识方面的专业培训。 6、各级管理人员加强掘进工作面防突管理，加强实时瓦斯隐患排查监管；
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1、发生瓦斯事故后，迅速汇报调度并通知附近人员 2、立即切断电源，撤离人员； 3、佩戴压缩氧自救器时，必须将鼻夹紧密夹住鼻子，防止有毒有害的烟气进入呼吸道； 4、人员撤离时，必须匀速行走，撤离过程中，严禁将鼻夹取出； 5、如自救器用完毕后，可到自救器补给站领用或将随时衣物、毛巾等织物侵湿，捂住口鼻，迅速逃生。 动态监管 动态监管 巷道支护，减少上隅角的空间。 5、如自救器用完毕后，可到自
1、严格按照防突设计及抽采设计进行做K1值及区域效果检验。 2、严把钻孔验收关口，现场安施工区域校检孔与局部预测预报钻孔，做钻屑瓦斯解吸指标K1值以瓦斯 瓦斯爆炸、瓦斯突出 及区域效果检验的取芯 工作时，防突校检工责任心不强，安瓦检现场监管不到位，弄需作假，造成瓦斯超限、瓦斯突出、瓦斯爆炸。 多人伤亡 全员、瓦检员加强责任心，视频验收取芯钻孔进尺及K1值。 3、做钻屑瓦斯解吸指标K1值以及区域效果检验的取芯工作时，带班矿领导要现场盯守。 4、加强防突校检工的责任心，杜绝弄虚作假现象。 5、加强对防突工、安全员、瓦检员瓦斯知识方面的专业培训。 6、各级管理人员加强掘进工作面防突管理，加强实时瓦斯隐患排查监管； 1、严格按照作业规程、防突设计及抽采设计进行施工。 在采掘作业时未严格按区域效果检验与局部预瓦斯 瓦斯突出 测预报或局部效果检验的允许采掘的距离执行，超采超掘，造成瓦斯突出。 多人伤亡 2、加强现场的防突管理，现场安全员及瓦检员控制好允采掘距离。 3、加强对防突工、安全员、瓦检员瓦斯知识方面的专业培训。 4、各级管理人员加强掘进工作面防突管理，加强实时瓦斯隐患排查监管；
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1、发生瓦斯事故后，迅速汇报调度并通知附近人员 2、立即切断电源，撤离人员； 3、佩戴压缩氧自救器时，必须将鼻夹紧密夹住鼻子，防止有毒有害的烟气进入呼吸道； 4、人员撤离时，必须匀速行走，撤离过程中，严禁将鼻夹取出； 5、如自救器用完毕后，可到自救器补给站领用或将随时衣物、毛巾等织物侵湿，捂住口 动态监管 1、发生瓦斯事故后，迅速汇报调度并通知附近人员 2、立即切断电源，撤离人员； 3、佩戴压缩氧自救器时，必须将鼻夹紧密夹住鼻子，防止有毒有害的烟气进入呼吸道； 4、人员撤离时，必须匀速行走，撤离过程中，严禁将鼻夹取出； 5、如自救器用完毕后，可到自救器补给站领用或将随时衣物、毛巾等织物侵湿，捂住口鼻，迅速逃生。 动态监管
鼻，迅速逃生。
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