煤矿安全评价报告范例2.doc

《煤矿安全评价报告范例2.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《煤矿安全评价报告范例2.doc（75页珍藏版）》请在三一文库上搜索。

1、煤矿安全评价报告范例煤矿安全评价报告范例 前前 言言 *煤矿是*集团（原*矿务局）所属的一对设计能力600万t/a的大型矿井。*煤矿开 采的主采煤层是6上、6下煤层，（平均8.65m），倾角平缓，瓦斯低，顶底板条件较好。综 合机械化一次采全高技术开采，实现了高产高效并使矿井安全工作得到了保证，杜绝了重 大恶性事故的发生，保持了较高的安全水平。 根据国家煤炭安全监察局的决定，对全国现有煤矿的安全状况进行审查，对条件合格 矿井发放安全生产许可证，要求条件欠缺的矿井进行配套，然后发证。根据国家局的这一 要求，*煤矿委托*安全技术检测咨询服务有限公司对*矿进行“矿井安全现状综合评 价”。我们按照安全评

2、价导则规定的内容、方法和步骤进行工作，评价人员和参评专 家即按照评价内容到各矿搜集有关文件、资料、数据；评价人员和参评专家集中整理分析 资料，疑问随时讨论，欠缺随时补充；评价初稿交矿征求意见；现场检查，验证评价结论； 本次评价得到了*矿领导和各部门有关人员的大力主持和帮助，全体参评人员在此表 示衷心地感谢！ 1 1 概概 述述 1.11.1 安全现状综合评价的对象及范围安全现状综合评价的对象及范围 通过对*集团公司*煤矿设施、设备、装置实际情况和管理状况的调查分析，定性、 定量分析其生产过程中存在危险、有害因素，确定其危险度，对其安全管理状况给予客观 的评价，对存在地问题提出合理可行的安全对策

3、、措施及建议。具体范围包括： 1).评价煤矿安全管理模式对确保安全生产的适应性，明确安全生产责任制、安全管理 机构及安全管理人员、安全生产制度等安全管理相关的内容是否满足安全生产的法律法规 和技术标准的要求及其落实执行情况，说明现行企业安全管理模式是否满足安全生产的要 求； 2).评价煤矿安全生产保障体系的系统性、充分性和有效性 ,明确其是否满足煤矿实现 安全生产的要求； 6).评价各生产系统和辅助系统及其工艺、场所、设施、设备是否满足安全生产法律法 规和技术标准的要求； 4).识别煤矿生产中的危险、有害因素 , 确定其危险度； 5).评价生产系统和辅助系统 , 明确是否形成了煤矿安全生产系统

4、 , 对可能的危险、 有害因素，提出合理可行的安全对策措施及建议。 1.21.2 安全现状综合评价的依据安全现状综合评价的依据 1）中华人民共和国劳动法（1994.7.5）； 2）中华人民共和国安全生产法（2002.6.29）； 6）中华人民共和国矿山安全法（199211.7）； 4）中华人民共和国煤炭法（1996.8.29）； 5）中华人民共和国消防法 (1998.4.29)； 6）中华人民共和国建筑法 (1997.11.1)； 7）中华人民共和国环境保护法 (1998.15.26)； 8）中华人民共和国矿山安全法实施条例 (1996.10.11)； 9）煤矿安全监察条例 (2000.11.

5、7)； 10）关于进一步加强建设项目劳动安全卫生预评价工作的通知 国家安全生产监督管理局文件安监管办字 200169 号； 11）煤矿安全评价导则 ( 煤安监技装字 2006114 号 )； 15）煤炭生产许可证管理办法实施细则； 16）煤矿局、矿长安全培训考核发证的规定； 14）煤矿安全规程 (2000）； 15）煤炭工业矿井设计规范 (GB5021544)； 16）防洪标准 (GB5020144)； 17）煤矿安全装备基本要求 ( 试行 ) ； 18）煤矿 ( 井工、露天 ) 建设工程安全设施竣工验收标准； 19）煤矿安全程度评价办法 ( 鲁煤安发 (2002)66 号 )； 20）煤矿企

6、业安全生产许可证实施办法(2004.5.17)； 21）*煤矿矿井安全综合评价委托书（2004.7）。 1.61.6 *煤矿概况煤矿概况 1 16 61 1 矿井一般情况矿井一般情况 1）位置: *煤矿位于*县*镇和*市*镇交界处，北距*市城区15km，南距*县城6km，与*湖 仅有5km之遥。 2）交通: 铁路以井筒位置为中心，东至*铁路*车站16km，由*车站南至*车站82km，北至* 车站19km。从*车站接跪至*煤矿的专用铁路线全长17km，于1965年建成通车。*-*铁路 专用线穿越*井田中部，距井筒位置仅110m。 6）气象: 本井田气象属华北类黄河南区，多季风型过渡性气候。据*市

7、气象局近20年的资料， 结合以往的气象资料叙述如下： 4）风向和风速: 春夏两季多东及东南风，冬季多东北风及西北风，全年则以东南风为最多，春夏是多 风季节。历年平均风速26.5m/s，最大风速可达20m/s，多偏北风，常出现在春季。 5）气温： 近20年平均14.0，一、二月份最冷，最低-15.2（1990年2月1日），七月最热，最 高68.9（1988年7月7日）。历年最高温度40.9（1955年7月），最低-21.8（1957年1 月18日）。 6）降雨量： 据*、*县气象站和二级坝水文站资料，年平均降雨量分别为：851.2mm(19541964年), 791.6mm(19591962年)

8、,751.6mm(1962年)；最大1545.8mm（1964年）；最小426.5mm（1968 年）。据*矿气象观测资料，建井以来年平均降雨量为：542.6mm（19872000年），最大 942.8mm（1998年）；最小257.7mm（1988年）。降雨多集中在7、8月份。日最大降雨量 289mm（1974年8月1日）。 7）蒸发量： 近20年年平均蒸发量1554.0mm，年最大蒸发量1761.2mm（1988年），最小蒸发量 1688.0mm（1991年）。 8）气压： 近20年年平均气压1009.7毫巴，最高气压1066.6毫巴（1996年15月17日），最低气压 984.8毫巴（1

9、996年4月26日）。 9）相对湿度： 近20年年平均相对湿度69%，最小相对湿度4%（1988年1月22日）。历年最小相对湿度 1%（1962年6月26日）。平均相对湿度与降雨量成正比关系。 10）积雪： 一般在10月下旬出现初霜，11月中旬初雪。近20年年平均积雪2.5cm，最大积雪 6.0cm（1990年1月61日），最小积雪1cm（1988年10月）。历年最大积雪7.0cm（1974年15 月18日）。 11）冻土： 近20年最大冻土深度14.0cm（1988年15月17日），最小冻土深度5cm(1992年)。历年最 大冻土深度60.0cm（1966年2月5日），最早冻结日期10月28

10、日（1966年），最晚冻解日期6 月25日（1970年）。 15）地形、地貌： 滕南矿区地形平坦，地面标高+50+2m，地形自然坡度为千分之一，为由东北向西南缓 慢下降的滨湖冲积平原，地势低洼，面临群湖。*井田地面标高+48.67+66.67m，东北高 西南低，井田内没有较大的河流，仅有两条小溪横穿井田。这两条小溪常年有水，水面宽 1-5m。该小溪雨季流量大，雨季一过流量立刻减小。由于第四系隔水层厚度大，溪水对井 下生产不会造成影响。 近年来，经过农田基本建设，大力兴修水利，疏浚河道，沿湖和河流两岸均修筑了防 洪堤坝和排涝设施，本区基本免于洪水威胁。沿村际主要公路段都有排水沟，雨季有水流。 由

11、于受采动影响，井田范围内出现有明显的塌陷区四个，位于南三采区上部，呈椭圆形， 常年积水，积水面积大于104m2，积水深度0-1.5m。由于第四系隔水层厚度大，塌陷区地表 积水对井下生产没有造成影响。 15）水文： 本区河流主要特点，上游宽阔，下游窄小，且分岔较多，雨季和旱季的流量差别甚大， 当雨季水位薄涨，流量突增，旱季水流在漫滩中成潜流方式流动，甚至干枯。区内河流主 要有：*河、*河、*河等。 16）地震： 根据中国地震烈度区划图（1990）*市、*市、*县地震烈度为7度。 1 16 62 2 地质简况地质简况 出露地层与含煤地层：本区地层属华北型沉积，以石炭二叠系为含煤地层。地层系统 自老

12、而新有前寒武系、寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、侏罗系、第四系。除奥陶系以 前的地层在煤田外围有零星露头外，余皆隐伏于第四系之下，现将石炭二叠系及其上覆、 下伏地层叙述如下： 第四系（Q）厚61.5576.40m，平均50.54m。井田内分布东北薄，西南厚。分上下两 组。 上组：顶部0.602.85m为覆盖土层，其下为黄色、黄褐色粘土、砂质粘土、砂姜结核 砂质粘土及64层砂砾层组成。 下组：由粘土、砂质粘土、含砂姜结核粘土、粘土质砂及砂砾层组成。 上侏罗统蒙阴组（J6），本区最大残存厚度为656m，根据岩性可分为上下两部分。 上部由灰、灰绿色细砂岩、粉砂岩互层、灰绿色细砂岩、青灰色细砂岩与灰色

13、粉砂岩 互层、杂色粘土岩、红及紫灰色粉砂岩夹紫红色细砂岩组成。 下部一般为厚80190m的砾岩，间夹数层紫红、紫灰色细砂岩、粉砂岩组成。砾岩为紫 红、紫灰、灰绿色，砾石成分以石英砾、灰岩砾为主，砾石磨圆度较好，分选较差，砾径 一般为520mm，胶结物一般为钙质，部分为铁质、泥质胶结，一般是以砾岩覆盖于石盒子 组之上，但在部分块段亦有砂岩与石盒子组地层相接触的。 二叠系（P） 自上而下有石盒子组和山西组现分述如下： 石盒子组（P15+ P21）：最大残存厚度229m。 本组以杂色砂岩、粉砂质粘土岩、粉砂岩为主，间夹灰绿、灰色中粒砂岩及紫灰色中 细粒砂岩，属纯陆相沉积。由于受上侏罗统红色砂岩、砾岩

14、的剥蚀，地层保留极不完整。 底部以一层分选差、矽质胶结、浅灰至灰绿色中粗粒砂岩或含砾砂岩与山西组分界。距底 部含砾砂岩6672m，一般为60m左右处，含薄煤层14层（柴煤），煤厚一般为0.20m左右， 位居柴煤附近的粉砂岩和粘土岩颜色常变深，在粉砂岩内含大羽羊齿、翼羽木等植物化石， 柴煤层位较稳定，可作为含煤地层上部的对比标志。 山西组（P11）：厚95m140m，一般为110m左右。 本组与太原组为连续沉积，以第一层灰岩上部之海相泥岩顶面或其相当层位为界，其 上过渡相的砂质沉积物则划归山西组，本组下部为过度相沉积，上部为纯陆相沉积，是本 区主要含煤地层。本组底部以一层具浑浊层理和底栖动物通道

15、的细砂岩与太原组分界。中 下部以浅灰、灰白色厚层状中粒砂岩为主，夹粉砂岩、泥岩、砂质泥岩、粘土岩，共含煤 三层（第2、6上、6下煤层）。其中6上、6下煤层为主要可采煤层。上部为杂色泥岩、粉砂 质粘土岩，粉砂岩夹灰色、灰绿色中粒砂岩。 石炭系（C）石炭系上统自上而下为太原组，本溪组。 太原组（C2t）：厚149191m，一般为170m左右，由海陆交互相的泥岩、砂岩、薄层石 灰岩和少量粘土岩组成。含腕足类、纺綞虫等动物化石，共含薄煤16层，其中稳定可采者 一层（16煤），局部可采者一层（15下煤），在11层石灰岩中以第三，第十层石灰岩层位 稳定，厚度亦较大，为良好的标志层。 本溪组（C2b）：厚6

16、842m，由杂色泥岩、粘土岩、24层石灰岩和少量砂岩组成；顶 部偶含薄煤一层；底部为灰绿色铝土泥岩；下部为青灰、灰绿、紫红等杂色泥岩，夹极不 稳定的第十五层灰岩，质不纯，含黄铁矿结核。中部为8.2516.80m厚的石灰岩（十四灰） 乳白灰色，致密质纯，常含灰绿色粘土薄层及粒状黄铁矿，十四灰全区分布普遍，层位稳 定，为本区主要标志之一。上部为杂色泥岩，夹土质粉砂岩及不稳定的第十三层石灰岩， 顶部以第十二层石灰岩与太原组分界，第十二层灰岩为灰色至深灰色，顶部含粘土，呈砾 状。 煤层特征：煤层特征：（煤层厚度、结构、强度，倾角，煤质，瓦斯，发火倾向性，煤尘爆炸性 等等） 本井田可采煤层有6上、6下两

17、层，15下、16上两层煤已归为资源量。因此仅对可采煤 层简要叙述如下： 6上煤层：厚0-7m，一般厚度2.51m左右，倾角2-10，仅个别部位由于构造影响超 过15，一般无夹矸，结构较简单，属低灰、低硫-中硫分、低磷、高发热量的气煤。6上 煤为氮气带，CH4、CO2含量较低，为低瓦斯矿井。6上煤为二类自然，发火期6-11个月，最 短发火期46天，煤尘具有爆炸危险。 6下煤层：厚0-10.01m，一般厚度6.66m左右，倾角2-10，一般含0-5层夹矸，结构 较复杂，属低灰、低硫-中硫分、低磷、高发热量的气煤。6下煤为氮气带，CH4、CO2含量 较低，为低瓦斯矿井。6下煤为二类自然，发火期6-1

18、1个月，最短发火期64天，煤尘具有爆 炸危险。 顶底板岩层特征顶底板岩层特征：（倾角，岩性，结构，胶结物，层理、节理和裂隙发育情况，岩石 强度等等） 6上煤层：煤层顶板为泥岩、泥质粉砂岩，老顶常为中、细粒砂岩，砂岩抗压强度 干燥状态下平均为60.198Mpa，饱和吸水状态下平均为40.01Mpa；泥岩单向抗压强度干燥状 态下平均为45.449Mpa。属中等冒落-难冒落顶板。节理、裂隙发育，一般为泥质、钙质、 硅质胶结。底板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩互层，厚度2-4m。在第10勘探线以北 和大致以陈楼、*、刘仙庄连线以东范围，由于砂岩增厚导致煤层尖灭，而造成大片无煤 区。 6下煤层：直接顶

19、为砂质泥岩、泥岩互层，厚0.06-5.25m，老顶为中粒砂岩。 有时夹砂、泥岩互层，厚度20-60m，当6上煤尖灭时，可增至50m左右或更大， 其顶板坚固性优于6上煤顶板砂岩。属中等冒落-极难冒落的顶板。底板为砂 质泥岩，向下渐变为粉砂岩，砂岩互层，一般6-5m。其岩石强度同顶板岩石。 1 16 66 6 水文地质水文地质 含水层 矿井直接充水含水层为：6煤顶部砂岩、三灰、十灰；间接充水含水层为：第四系上组 和下组砂砾层、上侏罗统砾岩、二叠系石盒子顶部和底部砂岩、十四灰、奥灰。分述如下： 二叠系山西组6煤顶部砂岩（包括6上、6下煤层顶部砂岩简称6煤顶部）， 以灰白色厚层状中粒砂岩为主，泥质胶结

20、，厚7.080m，平均厚67m左右，9勘探线以北 厚度较大。 砂岩具裂隙，多为方解石充填，而在断层附近，张裂隙发育，并有小孔洞。据16个漏 水钻孔统计，有8个孔进断层带，有10个孔漏水标高在-250m水平以上，-600-400m水平仅 两孔漏水，-400m水平以下无漏水孔。本层经抽水试验，控制含水层顶板标高-250m水平以 上，单位涌水量为0.2100.698 l/s.m；-250m水平以下，单位涌水量为0.0664 l/s.m，如 此说明，在浅部和断层带附近，裂隙发育，利于地下水活动，富水性强。6上煤与6下煤之 间的中砂岩，厚度20m左右，属孔隙、裂隙型含水层，裂隙宽度不均一，一般为610m

21、m。正 常地段涌水量不大，初揭露时一般小于60m6/h；在构造破碎带附近和褶曲轴部往往形成富 水带，如6上106工作面和北翼的-288回风巷，实测涌水量达80m6/h。以静储量为主，随着 时间的延长而逐渐疏干。可以认为，随着矿井开采延伸，矿坑涌水量不仅不会增大，反而 逐渐减小。 6煤顶砂是6煤层的顶板，是矿坑水主要水源，但由于该层补给条件不良，地下水循环 不畅，以静储量为主，动储量有限，故易于疏干。 石炭系太原组第三层石灰岩（简称三灰）：为深灰色厚层状石灰岩，质纯，厚 5.610.27m，平均厚8m，上距6下煤层平均40m，富水性强，但不均一，属溶洞裂隙承压水。 据本区及邻近抽水试验，单位涌水

22、量相差很大，大者为4.166 l/s.m，小者到几乎不含 水，为0.00179 l/s.m。*煤矿建井期间井下9个钻孔揭露三灰，有8个孔见水，水量大小不 一，最大者为190m6/h，最小者为8m6/h，相差近24倍。平均25m6/h。 三灰实见裂隙宽度一般为6mm，大者可达50mm，裂隙大都被方解石充填或半充填，裂隙 密度一般26条/m，线裂隙率小于1%，有效含水裂隙小于0.5%。该含水层含水不均一性是由 于裂隙溶洞发育不均所致，裂隙、溶洞的发育程度受埋深和构造因素控制。在断层带附近， 岩石破碎，裂隙发育是地下水聚集赋存的地方；一般来说，浅部比深部裂隙发育，富水性 也较强。据本井田与邻近抽水试

23、验结果统计，钻孔平均单位涌水量-100m水平以上为1.06 l/s.m，-100m水平以下为0.24 l/s.m，-150-600m水平0.0419 l/s.m。含水不均一性是三 灰的主要特点，也是基建生产巷道造成局部突水根源，不可不防。 石炭系太原组第十层灰岩（简称十灰）：浅深灰色石灰岩，致密，厚度6.689.40m， 平均厚5.0m，含裂隙承压水。该层见少量裂隙，多充填方解石，基本无漏水现象。钻孔单 位涌水量0.0009080.0145 l/s.m。6419孔连续抽水21小时后，将水抽干。水质为硫酸盐 钠型，矿化度6.2486.572g/l。本层为16煤层直接顶板，是开采16煤层矿坑充水主

24、要 水源，但由于埋藏较深，补给条件不良，含水性弱，在正常情况下对开采影响不大。 间接充水含水层 第四系(Q)砂砾层：第四系厚61.5576.40m，平均厚50.54m，东北薄西南厚。据颜色、 岩性及含水性分为上、下组，分界深度26.0667.40m。 上组（Q上）：为黄褐色粘土、砂质粘土、砂砾层组成，平均厚28.89m，一般夹砂层或 砂砾层6层，局部分叉可达5层，平均共厚9.08m。各分层平均厚度自上而下为 2.15m、6.09m、6.82m，其中第6砂层厚度大、层位稳定，全区普遍分布，故作为第四系上、 下组对比分界层。本组砂砾层含粘量低（1060%），富水性强，局部承压，经混合抽水试 验，单

25、位涌水量1.449 l/s.m，水质类型为重碳酸盐钙钠型，矿化度为0.615g/l，水质良 好。 下组（Q下）：为灰绿色，由砂砾质粘土、铁锰质结核粘土、粘土质砂及砂砾层组成。 平均厚21.65m。夹砂层26层，平均共厚7.16m。砂层厚度变化大，层位不稳定，相变频繁， 含粘量高，本组经混合抽水，单位涌水量000616 l/s.m，富水性较上组弱，水质为重碳 酸、硫酸盐钙钠型，矿化度0.686g/l。 上侏罗统砾岩： 该组最大残存厚度656m。砾岩厚度一般80m左右，成分以石英岩、石灰岩砾为主、钙质、 泥质胶结，具溶洞和裂隙，-100m水平以上发育。钻进中遇裂隙溶洞，冲洗液严重漏失，往 往一漏不

26、返，直至终孔。在第四系直接覆盖于砾岩的地方，漏水普遍，漏水深度多在距其 顶界70m以上的层段。 本井田对砾岩未做抽水试验，但据简易水文资料和临近抽水试验，（单位涌水量2.245 l/s.m）。临近构造带和裂隙带发育的地方，地下水径流条件良好，动水量充沛，富水性强， 个别水位观测孔有吸风现象，水位下降较大，目前水位标高为-60m，属裂隙溶洞承压水。 井田内第四系直接覆盖于砾岩之上，第四系砂层是补给砾岩层水的主要对象。由于断 层作用，使砾岩在多处与煤系含水层直接接触或间距大大缩小，砾岩水是补给煤系含水层 的主要水源。在正常地段砾岩下距6上煤层101.11614.05m，采煤后冒落裂隙带高度影响不

27、到它，故对开采没影响。但个别地段，因断层关系，使砾岩与煤层间距缩小，砾岩位于煤 层采空区顶板裂隙高度之内，因此，回采这些地段的煤层，矿坑涌水量可能增大。 二叠系石盒子组顶部砂岩： 该含水层下距6上煤层184m，厚度6.42m，岩性为中砂岩，风化严重，裂隙发育。1981 年5月16日主井筒井深166m处揭露涌水量116m6/h，造成淹井，后经工作面注浆堵水方才通 过。该含水层原地质报告及井筒检查孔均未做抽水试验，是一漏掉的含水层。该含水层与 侏罗系蒙阴组砾岩呈不整合接触，直接接受砾岩水的补给。 二叠系石盒子组底部砂岩： 该组共有三个含水层，岩性为中中粗粒砂岩，厚度分别为11.0m，8.0m，6.

28、5m，埋藏 深度付井为215.4267.2m，下距6上煤层51.4m。具观测资料，属孔隙、裂隙承压含水层， 裂隙宽度一般在610mm，裂隙方位以近东西向为主，角度一般在70左右，该含水层组钻孔 揭露最大涌水量为45.78m6/h。由于该组下距6上煤层较近，6上、6下煤层回采冒裂带高度 一般不能影响到该含水层，但在个别地段可能影响到该层，会使该层的水泄入回采工作面， 应引起重视。如现井下6下608工作面就是该含水层涌水点，该层涌水量大，持续时间长。 该含水层对矿井安全生产一般不能构成直接突水，但由于断层作用，使该含水层与煤层形 成对口接触或间距大大缩小，使该含水层的水进入工作面造成突水。 石炭系

29、本溪组第十四层石灰岩（简称十四灰）： 厚8.25m16.80m，平均厚11.0m，质纯。含裂隙、岩溶承压水。据邻区抽水结果，单位 涌水量0.00004480.116 l/s.m，水质为硫酸盐、氯化物钙钠型，矿化度 0.6684.464g/l。目前水位标高为-22-24m。 奥陶系石灰岩（简称奥灰）： 青灰、灰白色厚层状石灰岩，浅部裂隙溶洞发育，富水性强，为煤系含水层重要补给 水源。据临近区抽水结果，单位涌水量0.0001551.615 l/s.m。水质为硫酸盐、氯化物 钙钠型，矿化度6.8284.9g/l。 隔水层 第四系隔水层： 上组：顶部0.602.85m为覆盖土层，其下为黄色、黄褐色粘土

30、、砂质粘土、砂姜结核 砂质粘土。 下组：由粘土、砂质粘土、含砂姜结核粘土组成。上下组粘土层总厚度平均64m。第四 系隔水层具有良好的隔水性能，即使受采动影响，地表水也无向下渗透现象。 太原组粘土岩： 三灰至十下灰之间主要由粘土岩与含水微弱的粉砂岩和薄层石灰岩组成，隔水性良好。 其中15下煤层上距三灰50.00m，下距十下灰45.00m，这些隔水层对于下组煤层的开采十分 有利。 本溪组粘土岩： 十二灰至十四灰之间以粘土岩为主，间夹细砂岩，十四灰与奥灰之间为杂色粘土岩、 铁质泥岩、粘土岩、G层粘土岩。对于阻隔奥陶系石灰岩水上升、减少奥灰水对矿井生产安 全的威胁起到重要作用。 主要充水因素 开采6煤

31、层时充水因素分析 开采6煤层时的直接充水含水层为6煤层顶板砂岩。因区内侏罗系砂砾岩距煤层间距较 大，砾岩下距6上煤层101.11614.05m，采后冒落裂隙带高度影响不到它，正常情况下影 响不大，三灰为主要间接充水含水层，三灰水以静水量为主，动水量有限，已采空区三灰 水进行了疏放，已基本疏干。虽然三灰至6煤层的间距大于底板导水裂隙带深度，但它是井 巷工程中突水主要水源。 开采6上、6下煤层时，煤层顶板导水裂隙带高度 煤层顶板导水裂隙带高度计算公式： 1020 M Hli 式中：顶板裂隙带高度，m； li H 累计采厚，m。 M 开采6上煤层顶板导水裂隙带高度 6上煤层厚度为07m，平均6m，顶

32、板导水裂隙带高度为062.92m，平均44.64m。 开采6下煤层顶板导水裂隙带高度 6下煤层厚度为010.01m，平均4m，顶板导水裂隙带高度为076.28m，平均50.00m。 开采6上、6下煤层时，煤层底板导水裂隙带深度： Lh1079 . 0 7007 . 0 h：底板导水裂隙带深度 L：工作面斜长，一般为170m h为19.04m 由此可知，开采6上、6下煤层时，正常情况下上部间接含水层对煤矿安全生产威胁不 大；三灰水对煤矿安全生产威胁也不大。 开采15下煤层时充水因素分析 开采15下煤层的主要充水含水层为太原组薄层石灰岩，主要有五灰、八灰及九灰，井 田范围内没有进行专门水文地质工作

33、，其富水性一般情况下较弱。 开采16煤层时充水因素分析 随着煤矿生产不断向深部进行，开采下组煤时，十下石灰岩是直接充水含水层，十四 灰和奥灰是间接充水含水层。十下灰和十四灰富水性弱至中等，奥灰富水性强。奥灰厚度 大、含水丰富、水头压力高，并且十四灰和奥灰间距小，井田内的断层、裂隙发育，两者 易发生水力联系，十四灰和奥灰水将对煤矿安全生产构成威胁，成为矿井的主要水害。据 邻矿资料，下组煤采掘遇到导水断层尤其是遇到切断十四灰的导水断层时，常发生底板突 水，水势较猛、峰值大，给煤矿安全生产带来极大威胁。一般情况下，十四灰对16煤层开 采的影响，可利用矿井水文地质规程（试行）附录五的公式计算16煤层开

34、采时的突水 系数来进行评价。突水系数计算公式为： p s CM P T 式中：突水系数，MPa/m； s T 隔水层承受的水压，MPa；P 底板隔水层厚度，m；M 采矿对底板隔水层的扰动破坏厚度，m。 p C 本井田内十四灰含水层水位观测资料（孔），十四灰含水层水位为-26m；开采16煤层 时矿压对隔水底板的破坏深度=19.04m。*井田16煤层可采区底板标高为-656-659m， p C 在正常情况下十四灰至16煤层67.4m。根据以上数据资料和公式，可以计算出开采16煤层时 的底板突水系数为0.1800.646MPa/m。 由计算结果可知，在正常情况下，16煤层开采时底板隔水层受到矿压破坏

35、后，突水系 数都超过临界突水系数（0.15MPa/m），存在底板突水的危险，故在开采16煤层时，应修改 现有开采设计方案和做好底板水防治工作。 矿井预计涌水量与矿井实际涌水量对比情况 根据*煤矿生产矿井地质报告采用“大井”法预计，开采-620m水平，矿井总涌水 量626m6/h；开采-450m水平，矿井总涌水量659m6/h。目前矿井实际涌水量在600m6/h左右， 与预计涌水量基本一致。说明随着矿井生产的不断向深部推进，6上、6下煤顶板砂岩涌水 量逐渐趋于稳定，且浅部可能疏干。在正常情况下，-620水平其他采区和-450水平开采时 矿井涌水量不会很大。只有在较大断层附近，由于断层的落差较大，

36、使得下部导水含水层 与煤层对口接触或大大缩小其间距，导致矿井涌水量增大。 矿井涌水对安全生产的影响程度 1981年5月21日，主井筒施工至162m处，由于垂直裂隙发育，导通侏罗系砂砾岩及第四 系下组含水层，造成井筒突水，最大水量116m6/h,严重影响井筒正常施工，最后采取打钻 注浆的方法，控制了出水。 1990年5月9日，6下119回风巷掘进迎头遇到未查明的断层（后命名为F1断层），该断 层落差108米，断层导通了石盒子组底部粗砂岩含水层，造成掘进迎头突水，最大涌水170 m6/h ，后该矿调整了开采布置方案。 2001年4月26日，6上608工作面回采期间出现突水，最大涌水量90 m6/h

37、，突水原因是 工作面切眼附近有一条落差75米的断层，该断层使石盒子组粗砂岩含水层与煤层间距缩小， 工作面回采后顶板冒落，导通了上覆石盒子组粗砂岩含水层，造成工作面突水，由于工作 面为俯采，工作面材料巷低洼处浮煤积聚，清理困难，回采速度降低，突水给工作面生产 造成一定影响。 1 16 64 4 相邻矿井的开采对本井田的影响相邻矿井的开采对本井田的影响 1 16 65 5 生产过程中对原地质资料的验证与修改情况生产过程中对原地质资料的验证与修改情况 1960年以前勘探施工的钻孔质量较差，测井、测斜、封孔资料不齐全，给生产造成 一定的影响；1962年以后施工的钻孔，测井、测斜、封孔资料齐全，按设计要

38、求进行，质 量较好。 二叠系石盒子组顶部砂岩含水层是井筒揭露的造成淹井的主要含水层，该含水层原 地质报告没有提到。 矿井总涌水量二水平结果偏小，原地质报告-620m水平涌水量284 m6/h， 450m水 平涌水量15m6/h，建井时期实测-620m水平为626 m6/h，现矿井实际-620m水平涌水量600 m6/h。-450m水平虽未被揭露，但整个水平仅15 m6/h，确实值得怀疑。 1 16 66 6 矿井开拓矿井开拓 1）开拓方式。矿井采用中央立井多水平，运输大巷盘区开拓方式，矿井通风方式为中 央分列与一翼对角混合式，通风方法为抽出式，副井进风，中央风井和南风井回风。 2）水平划分。矿

39、井划分为两个水平：第一水平为-620m，通过水平大巷开拓6下和6上 两层煤。第二水平为-450m，尚未开拓方式待定。 6）主要大巷布置。主要轨道、皮带运输大巷，均布置在-620m水平的6下煤底板岩石中 贯穿井田南北。 4）采区划分。矿井一水平原设计划分11个采区，其中北翼六个，分别为北二、北四、 北六、北八、北十、北十二采区；南翼5个，分别为南一、南三、南五、南七、南九采区； 后来由于井田边界和采区重新划分，北四采区划归北八采区开采，北六采区保留部分块段， 一水平目前只有十个采区。 1 16 67 7 矿井资源量矿井资源量 *煤矿2006年末矿井能利用储量尚剩余8755. 1万吨。 1 16

40、68 8 矿井生产发展情况矿井生产发展情况 *煤矿设计能力600万t/a，*煤矿于1989年6月24日正式投产，截止到2006年底矿井共 生产原煤2474. 9万吨，矿井2006年底核定生产能力为240万吨/年，是我国大型“现代化矿 井”之一。综合机械化中厚煤层一次采全高技术在*矿首次试验成功并推广应用，极大的 提高了劳动生产率和经济效益。煤巷锚杆支护技术的推广应用和日趋完善，简化了综采工 作面上下两巷的超前支护和维修维护工作量，减少了采煤机在工作面上下两巷处的回头时 间，提高了开机率。以采煤技术工艺改革为主导，带动了煤炭生产整体水平的提高，采煤 技术的发展走上了高产高效的轨道，使*矿达到部级

41、“高产高效”矿井标准。2004年截止 到7月底，生产原煤166.8 万吨。 2.2. 危险、有害因素识别与分危险、有害因素识别与分 析析 2 21 1 危险、有害因素识别的方法和过程危险、有害因素识别的方法和过程 2 21 11 1 危险、有害因素危险、有害因素 1） 危险、有害因素 确定系统内存在的主要危险、有害因素的种类、分布及其可能产生的危险、危害方式 是安全综合评价的重要环节和基础。 危险因素是指对人造成伤亡或对物造成突发性损害的因素 , 其强调突发性和瞬间作用。 所有的危险因素 , 尽管有各种各样的表现形式 , 但从本质上讲 , 之所以能造成有害的后 果 , 都可归结为存在能量、有害

42、物质；能量、有害物质失去控制两方面因素的综合作用 , 并导致能量的意外释放和有害物质的泄漏、挥发的结果。因此，存在能量、有物质和能量， 有害物质失去控制 , 是危险因素产生的根本原因。 能量就是做功的能力 , 它既可以造福人类 , 也可以造成人员伤亡和财产损失。一切 产生、供给能量的能源和能量的载体在一定条件下 , 都可能是危险、有害因素。因此 能 导致火灾、爆炸发生的化学物质、运动的物体以及相应的载体等 , 都属于能量的范畴。例 如燃料油、甲烷是产生供给能量的能源 , 锅炉、爆炸危险物质爆炸时产生的冲击波、温度 和压力 , 起吊的货物、高处作业时具有的势能 , 带电导体上的电能 , 行驶车辆

43、及高温作 业及各类机械运动部件、工件等所具有的功能 , 噪声的声能 , 激光的光能 , 高温作业及 剧烈放热反应工艺装置的热能 , 各类辐射能等都是能量。 有害物质是指能损伤人体的生理机能和正常代谢功能、破坏设备和物品的物质等。有 毒物质、腐蚀性物质、有害粉尘和窒息性气体等都是有害物质。 2）能量、有害物质失控 能量、有害物质失控主要体现在设备故障 ( 含缺陷 ) 、人员失误、管理缺陷等三个 方面。 （1）设备故障 (含缺陷) 故障是指设备、元件等在运行过程中由于性能低下而不能实现预定功能的现象。 在生产过程中故障的发生是不可避免的 , 故障具有随机性和突发性，故障的发生是一 种随机事件 ,

44、造成故障发生的原因很复杂 (有设计、制造、安装、磨损、疲劳、老化、检 查和维修保养、人员失误、环境、其他系统的影响等 )；但故障发生的规律是可知的，通 过定期检查、维修保养可使多数故障在预定期间内得到控制(避免或减少)。 设备发生故障并处于不安全状态 ( 指能导致事故、危害发生的物质条件 ) 、可能的 危险、有害因素主要体现在防护、保险 ( 包括避免发生故障、人员失误时出现事故或危害 需要 ) 、信号等装置缺乏或有缺陷 , 与设备 ( 设施、工具、附件）有缺陷两方面。在煤 矿生产中的大量设备事故中 , 因设计和制造缺陷而导致的事故占有较大的比例 , 如自制 设备、擅自修改图纸、改造设备、材质选

45、择不符合要求、铸造和焊接质量低劣 , 以及管件、 阀门质量不佳等 , 都会形成事故隐患。 例如 , 电气设备绝缘损坏造成漏电伤人 , 或短路引起火灾；短路保护装置失效又造 成变配电系统的破坏；控制系统失灵使操作不当；监测系统失灵便有毒有害气体检测失准 , 造成人员中毒窒息 , 并引起瓦斯积聚 , 可能发生瓦斯爆炸事故 , 造成巨大的伤亡和财产 损失；管道阀门破裂、通风装置故障 , 使有毒气体侵入作业人员呼吸系统, 造成人员中毒； 超载限制或提升限位安全装置失效使钢丝绳断裂、重物坠落；围栏缺陷、安全带及安全网 质量低劣为高处坠落事故提供了条件。 （2）人员失误 人员失误泛指不安全行为 ( 指职工

46、在劳动过程中 , 违反劳动纪律、操作程序和方法 等具有危险性的做法 ) 所产生的不良后果。在生产过程中存在着人员失误 , 它具有随机 性和偶然性 , 往往是不可预测的意外行为。影响人员失误的因素很多 , 但发生人员失误 的规律和失误率通过大量的预测、统计和分析是可以预测的。 不正确态度、技能或知识不足、健康或生理状态不佳和劳动条件(设施条件、工作环境、 劳动强度和工作时间 ) 影响等都会造成不安全行为。 我国企业职工伤亡事故分类 (GB6441-1986 附录中将不安全行为归纳为操作失 误 (忽视安全、忽视警告)、造成安全装置失效、使用不安全设备、以手代替工具操作、物 体存放不当、冒险进入危险

47、场所、攀坐不安全位置、在起吊物下作业 (停留）、机器运转 时加油 (修理、检查、调整、清扫等)、有分散注意力行为、忽视使用必须使用的个人防护 用品或用具、不安全装束、对易燃易爆等危险品处理错误等 16 类。 此外 , 温度、湿度、风雪、照明、视野、噪声、振动、通风换气、色彩等环境因素都 会引起设备故障或人员失误 , 这些都是发生失控的间接因素。 （6）管理缺陷 安全管理是为保证及时、有效地实现既定的安全目标 , 是在预测、分析的基础上进行 的计划、组织、协调、检查等工作 , 是预防故障和人员失误发生的有效手段。因此 , 管 理缺陷是影响失控发生的重要因素。管理缺陷通常表现为违章作业、违章指挥、

48、违反劳动 纪律 , 以及物的不安全状态。 2.1.22.1.2 系统和辅助系统系统和辅助系统 根据煤矿的开拓工艺、开采方式、生产系统和辅助系统、周边环境及水文地质条件等 特点 , 识别和分析生产过程中的危险、有害因素。本评价按生产系统和辅助生产系统对危 险、有害因素进行识别，共分为： 1）采煤生产系统； 2）开拓掘进生产系统； 6）矿井“一通三防”系统； 4）防治水系统； 5）提升系统； 6）运输系统； 7）供电系统； 8）压气系统； 9）安全监测、监控与通讯系统； 10）爆破系统； 11）救护系统； 2 21 16 6 辩识危险、有害因素的原则和方法辩识危险、有害因素的原则和方法 1）辩识危

49、险、有害因素的原则 （1）科学性 危险、有害因素的辨识是分辨、识别、分析确定系统内存在的危险 , 而并非研究防止 事故发生或控制事故发生的实际措施。它是预测安全状态和事故发生途径的一种手段 , 这 就要求进行危险、有害因素辨识必须要有科学的安全理论作指导 , 使之能真正揭示系统安 全状况、危险及有害因素存在的部位与方式、事故发生的途径及其变化的规律 , 并予以准 确描述 , 以定性、定量的概念清楚地显示出来 , 用严密的合乎逻辑的理论予以解释清楚。 (2) 系统性 危险、有害因素存在于生产活动的各个方面 , 因此要对系统进行全面、详细的剖析 , 研究系统和系统及子系统之间的相关和约束关系；分清主要危