XX煤矿年度安全风险辨识评估报告(共25页).doc
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1、精选优质文档-倾情为你奉上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)职务专业签字专心-专注-专业目 录 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
2、,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,布置主平硐、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;井下布置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.
3、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0.72m/h,最大涌水量2.4m/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,
4、布置有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),均布置在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
5、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
6、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。投产布置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、反风装置等设施,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
7、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
8、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高压真空配电装置,17台KBZ系列真空馈电开关和1台ZBZ1-4M照明综保。另1台KBS
9、G-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
10、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置升降人员,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型和1台LGJ-13/8G型,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置有压风自救袋。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
11、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台设置在地面监控室内,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;在井下设置有各类传感器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
12、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,生产调度总机设置在矿井生产调度室,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、
13、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,在采掘工作面设置压风自救装置。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,设置有安全管理科、生产技术科、通风科、机电运输科、安全生产调
14、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
15、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,一采区布置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,布置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
16、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
17、、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、风门构筑位置不当,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
18、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
19、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
20、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111XXX1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31015450重大风险211XXX1普采工作面运输巷巷沿空留巷作业面沿空区
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