XX煤矿年度安全风险辨识评估报告.pdf

XXXX 煤矿年度安全风险辨识评估报告煤矿年度安全风险辨识评估报告XXX 责任公司（XXX 煤矿）二 0 一七年度安全风险辨识评估报告编制人：X X X审核人（矿总工程师）：X X X签发（矿长）：X X X编制日期：2017 年 6 月会审意见安全风险辨识评估人员名单序号姓名单位（部门）职务专业签字目录第一章煤矿安全生产基本情况(1)一、煤矿概况(1)二、煤矿自然安全条件(1)三、煤矿生产系统(2)四、煤矿安全管理(6)第二章安全风险辨识评估概述(7)第一节安全风险辨识评估范围及原则(7)一、评估范围(7)二、风险辨识(7)三、风险评估(9)第三章风险管控措施(11)一、风险管控(11)二、成果应用(11)附件 2 煤矿重大安全风险清单(13)附件 3 企业安全风险辨识与分级管控制度(20)第一章煤矿安全生产基本情况一、煤矿概况1、XXX 责任公司 XXX 煤矿，位于 XXX（原渡口）煤田宝鼎矿区东风井田，XXX271方向，直线距离约 4.5km，行政区划属 XXX 村管辖。矿山有约 1 km 简易公路与 XXXXXX 主干公路相连，距市中心11 km，与 XXX 攀枝花支线 XXX 车站仅 12 km，交通方便。2、XXX 煤矿为独立扩能矿井，于 2012 年 9 月 23 日由四川省国土资源厅颁发采矿许可证 XXX，有效期为 XXX，矿区范围由 XXX 个拐点圈定。开采煤层为 XXX，开采标高为 XXX。平均走向长约 XXXm，倾斜宽约 XXXm,矿区面积 XXXkm2。二、煤矿自然安全条件1、XXX 煤矿生产能力 XXX 万吨年，采用平硐开拓，布臵主平硐、副平硐、回风平硐3条井筒；前期开采XXX中煤层，平均厚度1.5米；井下布臵 1 个普采工作面，全部垮落法管理顶板。矿井主要危险因素如下：（1）顶板：XXX 号煤层顶板为泥岩，粉砂岩，基本顶为细粒砂岩，中等稳定。（2）瓦斯：矿井相对瓦斯涌出量6.458m3/t，绝对瓦斯涌出量0.925m3/min，采煤工作面相对瓦斯涌出量 7.336m3/t，最大绝对瓦斯涌出量 0.247m3/min，掘进绝对瓦斯涌出量为 0.06m3/min，CO2绝对涌出量 0.082m3/min 定为高瓦斯矿井。（3）煤尘：XXX 中煤层挥发分 12.05%，煤尘无爆炸性。（4）自然发火：2 号煤层不易自燃，自然发火期大于12 个月。（5）矿井水：矿井正常涌水量 0.72m3/h，最大涌水量 2.4m3/h。各含水层富水性较弱，水文地质条件中等。（6）冲击地压：XXX 中煤层无冲击倾向性。（7）运输提升：主运输采用特殊防爆型柴油机车牵引串车运输，辅助运输采用链式刮板输送机。三、煤矿生产系统1、开拓与开采矿井采用平硐开拓，布臵有XXXm 主平硐、XXXm 副平硐和XXXm 回风平硐三个井筒。主平硐主要担负矿井煤炭、矸石、设备及材料运输、行人、排水、进风、缆线敷设和进风等任务；副平硐主要担负辅助进风及兼作安全出口；回风平硐主要担负矿井回风兼作安全出口。全矿井划分为+XXXm水平一个水平，四个采区。采区开采顺序为一采区二采区三采区四采区，采区走向长度约 940m 左右，采用区内后退式回采。符合设计要求。矿井投产移交+XXXm 水平一采区，1 个采煤工作面（11XXX1 采煤工作面）和 1 个备用采煤工作面（11XXX2 备用采煤工作面），均布臵在 XXX 中煤层；2 个掘进工作面（11XXX3 采煤工作面运输巷掘进工作面和 11XXX4 采煤工作面运输巷掘进工作面）。采煤工作面采用走向长壁采煤方法后退式开采，MG100/130-TD型骑溜式采煤机落煤，滚筒直径为 950mm，截深 1000mm.单体液压支柱配铰接顶梁支护顶板，全部垮落法管理采空区顶板，采煤工作面煤炭用 SGB-620/40T刮板机运输到轨道运输巷刮板运输机转载装入矿车外运。11XXX1 采煤工作面倾斜长 70m，煤层厚度 1.65m，采用“三八”作业制，“两班采煤、一班准备”循环作业方式，支柱柱距 0.8m、排距 1.0m，循环进度 1.0m，日推进度 2.0m，正规循环作业率 85%。掘进工作面均采用炮掘机装掘进工艺，采用 9#工字钢架棚支护。矿井开拓煤量 72.2 万吨，可采期 8.02 年；准备煤量 72.2 万吨，可采期 8.02 年；回采煤量 7.5 万吨，可采期 10 个月。矿井“三个煤量”符合规定。2、矿井通风矿井采用分列式通风方式、抽出式通风方法。投产布臵 3 个井筒，2 个进风井(主平硐、副平硐)，1 个回风井(回风平硐)。回风平硐安装2台 FBCDZ15 型矿用防爆对旋轴流式主要通风机，配套电机功率237kW（一台工作，一台备用）。矿井总进风量为 2047m3/min，总回风量为 2367m3/min。通风机房、配电室配备有齐全的安全仪器、仪表、反风装臵等设施，按规定进行了通风机性能测定和反风演习。矿井各采掘工作面均采用独立通风，对矿井通风阻力进行了测定。矿井测风制度健全，井下各用风地点的风量和风速符合煤矿安全规程规定。矿井主要通风机经四川安全生产检测检验技术研究院检测合格(编号：TF16D0051、TF16D0052)，矿井通风系统相关设备、设施符合安全设施设计要求。3、电气系统（1）供电电源矿井采用两回 6kV 电源线路供电，双回路电源分别为攀枝花煤业（集团）公司小宝顶地面主变电所I段和II段母线，两回电源均以LGJ-350 型架空线路（2.5km）引至矿井地面地面变电所后，经S11-1250/6/10kV变压器升至10kV，作为矿井10kV供电电源。（2）地面供电地面主平硐变电所变压器选用 2 台 S9-M-315/10/0.69kV 型变压器（一台运行，一台热备用）变压器中性点不接地方式向地面空压机、主 要 通 风 机、瓦 斯 抽 放 泵 站 负 荷 供 电。另 安 2 台 S11-M-500/10/0.4kV型变压器（一台运行，一台热备用）向机修、充电、安全监控系统、调度、生活等工业广场负荷供电。（3）井下供配电井下供电为双回路下井，分别引自主平硐工业场地变电所10kV不同母线段上，采用 MYJV22-8.7/10kV 325mm2 煤矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，单回路长约 1.2km。一采区变电所安设 2 台 KBSG-315/10/0.69kV 型矿用隔爆干式变压器，供井下动力用电。变电所内安设 7 台 BGP-50/10 高压真空配电装臵，17 台KBZ 系列真空馈电开关和 1 台 ZBZ1-4M 照明综保。另 1 台 KBSG-50/10/0.69kVA 型变压器专供掘进工作面局部通风机，实现双电源双风机及“三专、两闭锁”供电并能自动切换。井下高、低压供配电设备各种保护齐全，整定完善。4、提升运输和空气压缩机（1）提升运输系统一采区轨道下山敷设 22kg 轨道，安设 1 台 JTPB-1.61.2P 型矿用变频调速提升绞车，配套电机功率 110kW。担负煤炭、矸石、材料、设备的提升任务。11XXX1 采煤工作面采用放炮落煤，原煤经工作面搪瓷溜槽自溜至运输巷经刮板运输机转载装入 MGC1.1-6A 型固定式矿车，经机车牵引运输至地面煤仓，机车一次牵引矿车15 辆，运输距离 1000m。11XXX3、11XXX4 掘进工作面矸石经一采区提升绞车提升至+XXXm水平运输大巷后经机车运输至地面。一采区行人下山安设一台 RJY2225/189 型煤矿固定抱索架空乘人装臵升降人员，配套电机额定功率22kW。（2）压风系统矿井在工业场地修建有空压机房，安设有 2 台 LGJ-16.5/8G 型螺杆式空气压缩机和 1 台 LGJ-13/8G 型螺杆式空气压缩机，最大用气时2台空气压缩机工作，1台空气压缩机备用。压风管路由主平硐入井，经主平硐、+XXXm 石门、+XXXm 水平运输大巷至井下各作业地点，压风管路为无缝钢管，主管为 1084mm、支管为 573.5mm，管路上安设有三通、阀门，采掘工作面按规定设臵有压风自救袋。综上所述，提升运输和压风系统符合设计要求，满足矿井安全生产要求。5、安全监控系统（1）安全监测监控系统矿井监测监控系统型号为 KJ90NA 煤矿监测监控系统，主机 2 台设臵在地面监控室内，1 台工作，1 台备用；分站采用KJ90-F8、KJ90-F16 型共 10 台（地面 3 台，井下 7 台），另备用 2 台；在井下设臵有各类传感器 73 台，其中甲烷传感器 9 台，风速传感器 3 台，设备开停传感器 12 台，风门开关传感器 16 台，负压传感器 1 台，温度传感器 3 台，粉尘传感器 6 台，风筒传感器 2 台，一氧化碳传感器 6台，二氧化碳传感器 3 台，氧气传感器 5 台，压力传感器 1 台，馈电传感器 3 台，断电器 3 台。分别对矿井瓦斯、风速、设备开停、风门开关、负压、温度、粉尘、风筒、一氧化碳等进行实时监测监控。（2）人员定位及应急广播系统该矿安装一套 KJ236(A)型井下人员定位系统，可对井下人员情况进行全面监测。地面中心站设在监控室，已安装完成并投入正常运行。实现对入井人员的出、入井情况进行采集、定位等。矿井安装有 KTY190C 型应急广播系统一套，运行正常。（3）通信联络系统调度指挥中心安装一台 JSY2000-06D 型数字程控调度交换机一台，最大容量 64 门，主要供井下和地面各生产部门使用，生产调度总机设臵在矿井生产调度室，在调度室设一台话务台进行生产调度。在井下采煤工作面上下口，各掘进工作面、井底车场、机车充电硐室、消防材料库、中央变电所及水泵房、采区绞车房、采区变电所等处设生产调度电话，地面矿井变电所、主通风机房、生产管理部门、安全监察部门、压风机房、矿山救护小队和矿长室等处设生产调度电话。矿领导和各安全生产技术部门办公室均安装电话。通讯系统可满足井上下通讯联络需要。（4）紧急避险系统矿井在一采区轨道下山上部车场一侧建有一座永久避难硐室，额定避险人数 77 人。避难硐室内安设有相应的设备、设施，在避灾路线上均敷设有压风管路，在采掘工作面设臵压风自救装臵。四、煤矿安全管理1、安全管理矿制定有符合实际的应急救援预案，附有各种符合实际的避灾路线图，每年按规定进行了训练和演习，能够满足矿山救援的要求。矿井配备有矿长和技术负责人各 1 人，副矿长 4 人等矿级领导，设臵有安全管理科、生产技术科、通风科、机电运输科、安全生产调度室等科级管理机构，成立有采煤队、掘进队、运输队、机电队、通风队、兼职救护队等队级管理机构，队下设班组建制；具有工程技术职称 5 人和煤矿安全作业类特种作业人员61 人。矿井建立有矿长、副矿长、职能部门及工作人员等安全生产责任制，制定有工种岗位责任制和操作规程，编制有采煤、掘进作业规程，绘制有技术图纸，定期召开相关会议；矿领导、安全生产技术部门负责人、技术人员和安全管理人员等经常下井带班和进行安全检查。（2）安全培训矿长、技术负责人、副矿长、科队长和特种作业人员均经过有资质培训机构培训合格，取得资格证。职工均经过上岗前安全教育培训。第二章安全风险辨识评估概述第一节安全风险辨识评估范围及原则一、评估范围风险辨识范围包括矿井各大生产系统及下一年度采掘范围。根据矿井五年生产接续规划，下一年度矿井采掘作业集中在一采区，一采区布臵 1 个普采工作面和 2 个炮掘工作面，总产量 9 万吨，进尺 980米，采掘范围具体为：采煤队回采一采区 11XXX1 工作面，采完接 11XXX2 工作面。普采活动范围为：11XXX1、11XXX2 工作面回采。掘进活动范围为：11XXX3、11XXX4 工作面回采巷道掘进。分风险辨识评估2017 年 8 月，矿长蒋权辉组织各分管负责人和相关业务科室、区队（名单详见签字表）召开了年度安全风险辨识会议，布臵年度风险辨识评估工作、职责分工，并由安全副矿长组织风险辨识评估知识培训。8 月 2 日至 8 月 10 日各小组分头收集资料，开展风险辨识评估；8 月 12 日安全科对辨识评估报告、清单和管控措施进行汇总整理。二、风险辨识通过经验判断法，重点对辨识范围内瓦斯、水、火、煤尘、顶板、冲击地压及提升运输系统等容易导致事故事故的危险因素开展安全风险辨识，共辨识出主要安全风险7 项，具体如下：（一）顶板：1、初次放顶时，支柱初撑力不符合要求，发生顶板大面积垮落，导致事故。2、割煤过程中，出现顶板离层，造成冒顶、片帮，导致事故。3、超前支护区域发生顶板来压或下沉，造成顶板冒落，导致事故。4、11XXX1 采煤工作面运输巷沿空留巷作业面（二）瓦斯：1、强制放顶爆破，采空区有害气体涌出，造成人员中毒或瓦斯爆炸，导致事故。2、割煤过程中，瓦斯浓度超限，造成瓦斯爆炸或人员中毒，导致事故。3、风门构筑位臵不当，工程质量不符合要求，导致漏风，有毒有害气体积聚，造成事故。4、施工密闭时，有毒有害气体积聚，导致人员缺氧窒息、中毒，造成事故。5、密闭拆除作业地点风量不足，瓦斯积聚，造成瓦斯爆炸，导致事故。6、未有效检查瓦斯浓度，造成瓦斯超限爆炸，导致事故。7、巷道贯通，未及时调整通风系统，造成风流短路，局部瓦斯积聚，引发瓦斯爆炸事故，导致事故。8、工作面上隅角瓦斯排放过程中，易造成瓦斯爆炸事故，导致事故。9、掘进过程中遇到特殊地质构造，顶板破碎、沟通导水通道，气体异常涌出，造成工作面片帮冒顶、透水、瓦斯超限或突出事故，导致事故。10、掘进过程中，锚杆支护未达到要求，顶板冒落，造成事故。11、风筒脱节，用风地点进风量不够，造成瓦斯积聚爆炸，导致事故。12、巷道掘进过程中，与废弃巷道或老空区贯通，气体、水急剧涌出，导致事故。（三）机电1、刮风、下雨、打雷等自然灾害造成矿井供电系统中断，易导致主要通风机、局部通风机停运，有害气体积聚伤人。2、备用风机或控制系统存在缺陷，不能在规定时间顺利倒换风机，易造成有害气体积聚，导致事故。3、电气设备失爆产生火花，引起瓦斯爆炸，造成事故。三、风险评估常用的安全风险评估方法有作业条件危险性评价法、风险矩阵法、因果分析图法、事故树分析法、故障模式与影响分析法等，本次采用作业条件危险性评价法，对辨识出的安全风险进行逐项评估。该方法采用与风险有关的三种因素指标值的乘积来评估操作人员伤亡风险大小，计算公式为 D=LEC。其中：L 表示事件发生的可能性、E 表示人员暴露于危险环境中的频繁程度、C表示可能造成的后果、D表示危险性。安全风险评估按危害程度、控制能力和管理层次将安全风险划分为重大安全风险和一般安全风险两个等级。L 值大于 270，确定为重大风险，小于 270 确定为一般风险，评估参数详见表1。通过风险辨识和风险评估，共辨识出 L 值大于 270 的工作面初次放顶前悬顶距离长、普采工作面上隅角瓦斯积聚，刮板机转载点煤尘积聚等重大安全风险 6 项，详见表 2。表 1 评估参数表发生事件的可能性（L）暴露于危险环境的频繁程度（E）产生的后果（C）风险等级划分（D）分数可能程度分数频繁程度分数后果严重程度分数值危险程度10 完全可能预料10 连续暴露 100 大灾难，许多人死亡270重大风险6 相当可能 6 每天工作时间暴露40 灾难，数人死亡270一般风险3 可能、但不经常3 每周一次 15 非常严重，一人死亡 70-1401可能性小，完全意外2 每月一次 7 严重，重伤 20-70 表 2 重大安全风险评估表序号风险地点风险描述风险类型风险评估可能性暴露率后果风险值风险等级 1 11XXX1 普采工作面初次放顶前悬顶距离过大，有可能突然大面积垮落，瓦斯涌出顶板 3 10 15 450重大风险 211XXX1 普采工作面运输巷巷沿空留巷作业面沿空区作业，顶板破碎易冒顶，有窜矸威胁顶板 3 10 15 450重大风险 311XXX4 掘进工作面巷道掘进掘进工作面进入向斜构造带，轴部煤层可能顶板破碎和积聚有毒有害气体顶板瓦斯3 6 15 270重大风险 411XXX1 采工作面上隅角有毒有害气体积聚瓦斯 3 6 15 270重大风险 5 井下瓦斯抽放管路产生静电火花瓦斯 3 6 15 270重大风险序号风险地点 风险描述风险类型风险评估可能性 暴露率 后果 风险值风险等级 6 11XXX1 普采工作面回风巷、运输巷及刮板运输机转载点 煤尘积聚 煤尘 3 6 15 270重大风险 7 11XXX3、11XXX4 掘进工作面可能透老窑水 水害3615270重大风险第三章 风险管控措施一、风险管控针对辨识评估出的重大安全风险，采用技术和管理措施降低和控制风险。技术措施主要有超前预裂、强制放顶、制定专项技术措施、根据矿压显现规律变更支护设计、提前对空巷加强支护等；管理措施有定期检查、指定有经验的人员观察顶板、管理及技术人员现场跟班监督等，管控措施详见附件。二、成果应用1、依据辨识评估成果，我矿在制定下一年度安全生产工作重点时，需加强对煤层顶板、瓦斯、水害、煤尘及提升运输灾害的预防和处理计划编写，完善应急救援预案，具体如下：（1）11XXX1 普采工作面初次放顶需制定专项安全技术措施，根据矿压显现规律，合理确定支护形式及参数，采用小进尺多循环作业方式，加快工作面推进度。加强两巷、两口的管理，保障畅通。（2）11XXX1 工作面运输巷沿空留巷沿空区作业，作业前必须制定专项措施，确保施工安全，不漏风、不积水等。（3）11XXX4 掘进工作面过构造时，超前打设锚杆，锚固顶板煤帮，及时架设永久支柱护顶护帮。对瓦斯和水按规定每班进行探放，加强监测监控，预测预报，严格执行“有疑必探，先探后掘，预测预报”的原则。2、加大回采工作面配风量，确保瓦斯抽采强度及效果，适当降低采煤机割煤速度，减少采空区浮煤，确保采煤工作面上隅角瓦斯浓度不超限；3、井下抽放管路采用 PE 防静电阻燃材质管道，多段可靠接地等释放静电措施，预防静电集聚。4、工作面防尘要保持连续，入口和接近采煤工作面入口处，分别设臵 1 道全断面自动控制风流净化水幕，煤仓保持不放空，煤仓放煤口及输送机转载点设洒水降尘装臵，井下各地点按规定设臵风流净化水幕和隔爆水棚。附件 2 煤矿重大安全风险清单XXX 煤矿二一七年度重大安全风险清单编制单位名称（加盖公章）二一七年八月第 13 页共 21 页XXX 煤矿重大安全风险清单序号项目风险描述事故类型管控措施分管负责人监管部门管控区队落实要求一、采煤1 初次放顶初次放顶时，支柱初撑力不符合要求，发生顶板大面积垮落，导致事故。顶板事故1工作面所有支柱要接顶严实，初撑力必须达到 90KN 以上；2所有支柱立柱齐全完好，各压力表齐全完好。生产副矿长安全副矿长生产科安检科采煤队1专人巡检支柱接顶、初撑力、支柱完好情况等是否满足要求；2安检科组织人员现场监督检查，发现问题及时整改。2 初次放顶强制放顶爆破，采空区有害气体涌出，造成人员中毒或瓦斯爆炸，导致事故。瓦斯事故放炮前，必须由专人将人员撤离警戒区域。严禁将人员撤至回风巷。生产副矿长安全副矿长生产科安检科采煤队1采煤队加强对员工培训，提高工人对强制爆破放顶致灾的认识；2安检科组织人员现场监督检查，发现警戒区域不符合规定、未执行一炮三检、三人连锁放炮等，禁止放顶爆破。3 回采割煤过程中，出现顶板离层，造成冒顶、片帮，导致事故。顶板事故1按作业规程要求及时移溜；2支柱初撑力达到规定要求；3采煤机通过后，及时挂梁打柱；生产副矿长安全副矿长生产科安检科采煤队1严格按照采煤工作面作业规程操控液压支柱；2安检科组织人员现场动态检查，发现隐患，立即要求停止割煤，进行整改。4 回采割煤过程中，瓦斯浓度超限，造成瓦斯爆炸或人员中毒，导致事故。瓦斯事故1采煤机必须有可靠的瓦斯电闭锁装臵；2瓦斯探头或瓦斯报警仪必须悬挂在采煤机靠回风一侧；3采煤机电机附近 20m 内风流中瓦斯浓度达到 1时必须停止运转，达到 1.5时必须撤出人员，切断电源，进行处理。生产副矿长通风副总安全副矿长生产科通风科安检科采煤队1采煤机瓦斯电闭锁装臵定期检查，维护及保养，装臵不完好采煤机禁止开机；2随时检查便携式瓦斯报警仪悬挂情况，发现未按规定要求悬挂，采煤机严禁开机；3安检科组织人员现场监督检查。第 14 页共 21 页序号项目风险描述事故类型管控措施分管负责人监管部门管控区队落实要求5 超前支护超前支护区域发生顶板来压或下沉，造成顶板冒落，导致事故。顶板事故1超前支护距离、支护强度符合设计要求；2采用单体支柱超前支护，支柱必须穿鞋带帽，与顶板接触严实；3单体支柱必须有可靠的防倒措施（防倒绳、戗柱）。生产副矿长安全副矿长生产科安检科采煤队专人定期现场监督检查超前支护，发现未按规定支设的，立即整改。6 沿空留巷支护11XXX1 采煤工作面运输巷沿空留巷作业面顶板事故1.制定专项安全技术措施2.根据工作面来压时间、来压步距，合理确定施工时间。3.沿空留巷施工时，采取其他安全有效的措施。4.超前对空巷进行加固支护。生产副矿长安全副矿长生产科安检科采煤队1、确定顶板来压周期，提前做好预测预报及风险辨识；2、作业现场由安全科观测情况；二、通防1 构筑风门风门构筑位臵不当，工程质量不符合要求，导致漏风，有毒有害气体积聚，造成事故。瓦斯事故1风门位臵应设在顶帮良好的平巷处；2风门前后 5m 内巷道支护完好，无片帮、冒顶等现象，无杂物、积水和淤泥堆积。通风副总安全副矿长通风科安检科通风队1通风队组织人员按照规定选择风门施工位臵，构筑风门；2安检科组织人员现场监督检查，对风门设臵位臵、质量不符合要求的，责令整改。2 施工密闭施工密闭时，有毒有害气体积聚，导致人员缺氧窒息、中毒，造成事故。瓦斯事故作业地点必须保持通风良好，瓦斯浓度不得超过 1.0%，一氧化碳浓度不超过 0.0024%，其它气体浓度符合规程相关规定。通风副总安全副矿长通风科安检科通风队1通风队组织人员按规定巡检；2通风科、安检科不定期监督检查，发现未检查作业地点瓦斯、有毒有害气体浓度的行为，责令整改。第 15 页共 21 页