煤矿重大危险源评估报告.doc

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1、水城县阿戛捡材沟煤矿重大危险源安全评估报 告二0一二年十一月水城县阿戛捡材沟煤矿重大危险源安全评估报告法人代表：审核定稿：课题组长：水城县阿戛捡材沟煤矿二0一二年十一月前 言为了切实贯彻落实国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定（中华人民共和国国务院令第446号）和全国安全生产工作会议精神，根据中华人民共和国安全生产法，安监总协调字2005125号关于规范重大危险源监督与管理工作的通知，国家煤矿安全监察局关于开展重大危险源监督管理工作的指导意见及黔府办发200977号文省人民政府办公厅关于转发省安全监管局贵州省重大危险源安全监督管理规定的通知的要求，决定在全省煤矿开展重大危险源安全评估工作,

2、这对加强重大危险源管理、排查煤矿重大事故隐患，提高煤矿安全程度和管理水平，遏制煤矿重大事故的发生，开创煤矿安全生产的新局面，具有十分现实意义。评估依据黔府办发200977号文省人民政府办公厅关于转发省安全监管局贵州省重大危险源安全监督管理规定的通知的要求，对水城县阿戛捡材沟煤矿的瓦斯爆炸、煤与瓦斯突出、火灾、水灾、冒顶片帮、提升运输伤害、煤尘爆炸、火药爆炸、放炮伤害、触电伤害、机械伤害、地面自然灾害、中毒和窒息、粉尘职业危害、其它危害等15类危险有害因素通过现场检查、收集资料后，应用危险性定性、定量评价法评价煤矿各类危险源的等级，指出矿井在现有生产条件下的安全问题和事故隐患及其危险度，并提出事

3、故预防、控制措施和建议。评估认为水城县阿戛捡材沟煤矿矿井重大危险源级别为一级。主要危险、有害因素中瓦斯爆炸、煤与瓦斯突出、冒顶片帮、煤尘爆炸为一级重大危险源；水灾、火灾、火药爆炸、放炮伤害为二级重大危险源；提升运输、触电、机械伤害、中毒和窒息、地面自然灾害、粉尘灾害为三级重大危险源；其他灾害为四级重大危险源。目 录第一章 评估依据1第二章 概 况3第一节 评估矿井简介3第二节 矿井地质概况3第三节 矿井生产及辅助系统简况14第三章 危险、有害因素辨识与分析19第一节 危险、有害因素辨识的方法19第二节 煤矿危险、有害因素的辨识21第三节 危险、有害因素的危险性分析21第四章 事故的可能性及严重

4、程度分析31第一节 事故大小分级31第二节 事故可能性及危险程度评价方法31第三节 事故可能性及危险程度评价32第五章 重大危险源等级47第六章 安全对策措施48第七章 应急救援预案评估59第八章 评估结论及建议60附件：1、采矿许可证正、副本；2、工商营业执照 3、2010年度瓦斯等级鉴定批复；4、煤层自燃倾向性及煤尘爆炸性鉴定报告。第一章 评估依据1、中华人民共和国安全生产法（2002年6月29日第九届全国人大常委会第二十八次会议通过）2、中华人民共和国劳动法（1994年7月第八届全国人大常委会第八次会议通过）3、中华人民共和国煤炭法（1996年8月第八届全国人大常委会第二十一次会议通过）

5、4、中华人民共和国矿山安全法（1992年11月7日第七届全国人大常委会第二十八次会议通过）5、中华人民共和国矿山安全法实施条例（1996年10月11日国务院批准1996年10月30日劳动部第4号令发布）6、煤矿安全规程（国家煤矿安全监察局）7、中华人民共和国煤炭工业部，矿井通风安全装备标准,MT/T5016-968、中华人民共和国煤炭工业部，井下探放水技术规范，MT/T 632-19969、国家安全生产监督管理总局，安全评价通则，AQ8001-200710、国家安全生产监督管理总局，煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范，AQ1029-200711、国家安全生产监督管理总局，煤矿安全监控系统通

6、用技术要求；AQ6201-200612、国家安全生产监督管理总局，煤矿井工开采通风技术条件，AQ 1028- 200613、国家安全生产监督管理总局，煤矿瓦斯抽放规范，AQ 1027-200614、国家安全生产监督管理总局，煤矿瓦斯抽采基本指标，AQ 1026-200615、国家安全生产监督管理总局，煤矿井下低压供电系统及装备通用安全技术要求，AQ 1023-200616、国家安全生产监督管理总局，煤矿井下粉尘综合防治技术规范，AQ 1020-200617、国家安全生产监督管理总局，煤矿通风能力核定标准，AQ1056-200818、国有煤矿瓦斯治理规定（国家安全生产监督管理总局国家煤矿安全监察

7、局令第21号）19、国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定（中华人民共和国国务院令第446号）20、安监管协调字200456号，关于开展重大危险源监督管理工作的指导意见21、贵州省人民政府办公厅文件，黔府办发200977号文，省人民政府办公厅关于转发省安全监管局贵州省重大危险源安全监督管理规定的通知。22国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于进一步加强煤与瓦斯突出防治工作的通知（安监总煤装2010154号）第二章 概 况第一节 评估矿井简介被评估矿井名称：水城县阿戛捡材沟煤矿；企业法人代表：刘磊；企业性质：私营合伙企业；根据黔府函2006205号，水城县阿戛捡材沟煤矿属于资源整合矿井。贵州省国

8、土资源厅2011年1月28日颁发的中华人民共和国采矿许可证（正副本），证号为：C5200002011011120105864；有效期为10年。第二节 矿井地质概况一、 矿井交通、地理位置捡材沟煤矿位于水城县阿戛乡格目底向斜南东端仰起处，行政区划属水城县阿戛乡管辖。地理座标为：东经10503291050411，北纬262545262625。距水城县人民政府（双水镇）23km，距六盘水市区32km，紧邻203县道，距水（城）黄（果树）高等级公路发那收费站4km，交通较为方便。交通位置见图221。221 交通位置图二、安全地质条件1. 矿区地层特征区内出露地层由老至新有：二叠系上统峨眉山玄武岩组、龙

9、潭组，三叠系下统飞仙关组、永宁镇组及第四系。现分述如下：（1） 二叠系上统（P3）1）峨眉山玄武岩组（P3）分布于矿区东部外缘。上部为灰绿、深灰色拉斑玄武岩、间隐结构玄武岩，夹412m之紫、黄褐、灰绿色凝灰岩或凝灰质粉砂质粘土岩。下部为深灰黑色块状拉斑玄武岩及少量玄武质熔岩、集块岩、玄武质凝灰熔岩。与下伏茅口组地层呈假整合接触。厚度180250m。2）龙潭组（P3l）分布在矿区东部，为一套海陆交替相碎屑岩夹碳酸盐岩含煤沉积。岩性以灰、浅灰、黄灰等色，簿中厚层状粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩和泥岩为主，中夹炭质泥岩、菱铁岩条带及灰岩610层，含煤层50余层，其中，可采和局部可采煤层12层

10、。盛产腕足、瓣鳃、腹足等动物化石及羊齿类植物化石。组厚412.4m。与下伏峨眉山玄武岩组呈假整合接触。根据岩性、岩相、生物化石特征和含煤性，区内龙潭组可分为四段，自下而上分述如下：第一段（P3l1）龙潭组底界标七（B7）顶界。该段岩性为浅灰色粉砂岩，夹粘土岩及灰岩、硅质条带或薄层，含菱铁矿及黄铁矿细晶或结核。顶部为一层灰岩（即B7），底部为铝土质泥岩（厚0.53m）。该段含煤 47层，其中可采煤层 2层（K109a、K110a），产腹足、瓣鳃类动物化石和乌尔曼杉等植物化石。本段动物化石较多，且与植物化石间互出现,煤层较稳定，灰分较低，硫分高，为滨海泻湖沉积环境。段厚47.555.5m，平均51

11、.5m。第二段（P3l2）标七顶界K40煤层底界。该段岩性为浅灰、灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩及泥岩，夹炭质泥岩、粘土岩，含菱铁岩条带和黄铁矿结核，本段以小的韵律层发育为特征。该段含煤2327层，煤层发育差，厚度簿，极不稳定，尖灭现象频繁，段内无可采煤层，仅有零星可采点。产羊齿类、乌尔曼杉等植物化石，中部和下部产腕足、瓣鳃类动物化石。该段砂体和小韵律层发育，煤层发育差且极不稳定，中、下部产动物化石，上部以植物化石为主，煤层灰分、硫分均较高，为前三角洲沉积环境。段厚151.9197.5m，平均174.7 m。第三段（P3l3）K40煤层底界K18煤层顶界。该段岩性为浅灰色细砂岩、粉砂岩、粉砂质

12、泥岩及泥岩，普遍含菱铁岩结核或条带，含煤1214层，其中可采和局部可采煤层6层（K35b、K33、K32、K24a、K23、K22），是矿区主要可采煤层富集层段。该段不含动物化石，以盛产羊齿类植物化石为特征，主要有大羽羊齿、栉羊齿、蕉羊齿等。该段砂体较发育，盛产植物化石，不含动物化石，煤层发育好，厚度较大，且较稳定，灰分、硫分均较低，为三角洲沉积环境。段厚78123m，平均94.6m。第四段（P3l4）K18煤层顶界龙潭组顶界。岩性为灰、灰绿色粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩，中夹细砂岩、钙质泥岩及生物灰岩46层（单层厚一般0.53m），普遍含黄铁矿结核，含煤710层，其中可采及局部可采煤层 2层（K

13、17、K1a）。本段以盛产腕足、瓣鳃、腹足类等动物化石为特征，偶见少量羊齿类植物化石。本段由多个“灰岩（海相泥岩）砂泥岩煤层”小旋回组成，代表多个“海进海退”过程，以产动物化石为主，煤层不厚，但较稳定，具中灰，高硫之特点，据此，本段为 “泻湖潮坪”沉积环境。段厚76.2112.9m，平均91.6m。第四段（P3l4）层位大致相当于长兴组，与三叠系飞仙关组呈过渡关系。（2） 三叠系下统（T1）1）飞仙关组（T1f）灰绿、灰紫、紫及紫红色、薄中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，夹泥岩、钙质砂岩及灰岩簿层。下部水平纹理发育，中上部波状、脉状及斜层理较发育，层面常具波痕等构造，地表常呈球状

14、风化。盛产腕足、瓣鳃类动物化石，有Lingula sp.、Claraia aurita (Haueg)、Claraia sp.、Velopecten sp.、Eumorphotis sp.等。与下伏龙潭组呈整合接触。组厚466.0501.2m，平均485.2m。根据岩石颜色特征，可分为三个岩性段：第一段（T1f1）：即俗称的“卡以头层”，为灰绿、灰黄色中厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩和粉砂岩，时夹泥灰岩簿层，下部水平纹理发育，有时中夹灰紫、紫色层。段厚58.379.7m，平均69.0m。第二段（T1f2）：灰紫、暗紫、紫红色中厚层状泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及粉砂岩，中夹少量泥灰岩薄层。上部常夹一层

15、紫红色粉砂岩及泥质粉砂岩；下部常间夹灰绿色条带，与第一段颜色呈过渡性质，两者分界线不易准确划分。段厚333.4420.6m，平均398.0m。第三段（T1f3）：红色、紫红色薄层状页岩和细砂岩、粉砂岩互层，段厚43.071.0m，平均57m。（3） 第四系（Q）分布在沟谷、缓坡等低凹地带，系坡积、残积和冲积产物。主要为褐灰、褐黄、暗紫灰色粘土、亚粘土、砂质土、含砾砂土及碎石等。厚046m。与下伏地层呈角度不整合接触。 2、地质构造捡材沟煤矿所处大地构造位置为扬子准地台、黔北台隆、六盘水断陷、威宁-紫云北西-南东变形区、格目底向斜南东端仰起处，地层产状变化较大，总体呈一走向近南北向，倾向近西的单

16、斜构造；倾向250300，倾角为925。F8断层以东，构造较复杂；F8断层以西，构造相对较简单。（1）褶曲区内褶曲构造不明显，仅在矿区北部、北东部因受F8、F9号断层的影响，发育一小型背斜构造。小型褶曲对煤系浅部有一定的影响，对煤系中部和深部影响不是很明显。矿区东部边缘发育有莫家寨背斜。（2）断层区内未见大的断裂，小构造较发育，褶曲明显，地面可见断层有F8、F9、F10、F30、F59、F61、F66、F67、F69等，分述如下:1）F8逆断层：横穿矿区中部，长度大于2200m。走向近南北，倾向南西，倾角5570。北段落差较大，大于30m；南部落差较小。地表显示为K17、K22、K24a、K3

17、3、K35号煤层露头线被错断。地表有6个探槽点控制，地下有（ZK693、ZK702）2个钻孔控制，该断层已基本查明。2）F9逆断层：延伸长度约1600m，走向近南北向，倾向北西，倾角4043，落差2050m。地表显示为K33、K35煤层露头线被错断，地表有9个探槽点控制，地下有ZK702钻孔控制，该断层已基本控制。3）F10逆断层：位于井田东部，走向长约3400m。走向近南北，倾向南西，倾角6576，落差8090m，发育于P3l2地层中，地表有5个探槽点控制，区外地下有ZK695钻孔控制，该断层已基本控制。4）F30逆断层：位于矿区西部边缘，区内走向长约300m，南端出区外。走向近南北，倾向北

18、西，倾角63，落差1645m。发育于T1f2地层中，地表有1个槽探控制，地下有ZK东32钻孔揭露，该断层性质、产状基本查明。5）F59正断层：位于矿区南部边缘，区内走向长约450m，南端出区外。走向近南北，倾向北西，倾角56，落差4552m。6）F61正断层：位于矿区南部边缘，走向长约420m。近南北走向，倾向北西，倾角59，落差4548m，仅有ZK东33号钻孔控制。7）F66逆断层：位于矿区南部边缘，区内走向长约300m，南端出区外。走向近南北，倾向北西，倾角56，落差15-20m，仅有ZK东3K17号钻孔控制。8）F67逆断层：位于井田中部，走向长约300m。走向近南北，倾向北西，倾角65

19、75，落差1030m，仅有1个探槽点控制。9）F69逆断层：位于井田东部，区内长450m，北端出区外。走向近南北，倾向西，倾角70，落差730m，仅有1个探槽点控制。3、煤层（1）含煤性本区含煤地层为龙潭组，平均厚412m。含煤50余层。含可采煤层12层，其中，全区可采煤层5层（K32、K33、K35b、K109a、K110a），大部可采煤层5层（K1a、K17、K22、K23、K24a）,局部可采煤层2层（K39、K40），可采煤层平均总厚度19.05m，可采含煤系数平均4.0%。（2）可采、大部可采及局部可采煤层矿井范围内核实的全区可采煤层5层（K32、K33、K35b、K109a、K11

20、0a），大部可采煤层5层（K1a、K17、K22、K23、K24a）,局部可采煤层2层（K39、K40）,共12层，现自上而下分述如下：K1a煤层位于龙潭组近顶部，距龙潭组顶界0.36.8m，一般2m左右。煤层厚（可采厚度，以下同）0.300.96m，平均0.82m。大部可采，属较稳定煤层。煤层结构简单，夹矸01层，多为单一结构，夹石常为隐晶高岭石泥岩。煤层顶板为灰岩，有时其间尚有一层粉砂质泥岩或泥岩，底板为泥岩。K17煤层位于龙潭组四段下部，上距K1a煤层平均约83m。煤层厚0.551.60m，平均厚1.02m（该矿实际揭露的K17煤层的平均厚度为2.2m）。大部可采，属较稳定煤层。煤层结构

21、简单，一般为单一煤层，偶有一层泥岩夹石。煤层顶板一般为粉砂岩，有时夹细砂岩；直接顶板为粉砂质泥岩，有时为泥质灰岩。底板为泥岩。K22煤层位于龙潭组三段近顶部，上距K17煤层平均27m。煤层厚0.332.25m，平均0.89m。大部可采，属较稳定煤层。煤层结构较简单，夹石04层，夹石为泥岩，一般为单一煤层。煤层顶板为粉砂质泥岩或泥岩。南部变粗，以粉砂岩为主，夹粉砂质泥岩，底板为泥岩。K23煤层：位于龙潭组三段中上部，上距K22煤层平均10m。煤层厚0.453.24m，平均1.67m。大部可采，属较稳定煤层。煤层结构较简单，夹石02层，一般01层，多为泥岩，有时为隐晶高岭石泥岩。煤层顶板以粉砂岩为

22、主，时夹粉砂质泥岩或泥岩、炭质泥岩，底板为泥岩。K24a煤层位于三段中部，上距K23煤层平均12m。煤层厚0.112.53m，平均1.46m。大部可采，属较稳定煤层。北东部较厚，南西部较薄出现不可采区。煤层结构较简单，夹石04层，一般02层，多为泥岩或炭质泥岩，有时夹一层高岭石泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，中段岩性较粗，南、北渐变细，以粉砂岩为主，夹泥质粉砂岩和少量泥岩、炭质泥岩。底板为泥岩或粉砂质泥岩。K32煤层位于三段下部，上距K24a煤层平均14m。煤层厚0.036.11m，平均2.26m。全区可采，属较稳定煤层。K32煤层厚度变化似有“北厚南簿”之势，井田内均可采，厚煤带位于北-

23、北东部701-东35-东33-702孔一线，煤厚平均大于2.50m，最厚点达6.11m（东33孔）；向南、南西煤层变簿，至东32孔出现不可采点。煤层结构较简单，夹石03层，一般01层，多为泥岩，局部含一层高岭石泥岩夹石。煤层顶板为粉砂岩、泥质粉砂岩，时夹粉砂质泥岩或泥岩。底板为泥岩。 K33煤层位于龙潭组三段下部，上距K32煤层平均13m。煤层厚0.844.03m，平均2.21m。全区可采，属较稳定煤层。K33煤层厚度较稳定，一般在13m之间。总观之，其厚度变化似有“南北厚、中间薄”之趋势，其薄煤带在矿区中部，呈条带状近东-西向展布，厚度小于1.30m；其南、北两侧厚度变厚，煤厚一般小于2-4

24、m之间。煤层结构较简单，夹石03层，一般01层，夹石常为泥岩。 煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，时夹泥质灰岩、粉砂质泥岩，局部为粉砂岩、细砂岩与泥质灰岩、粉砂质泥岩互层。底板为泥岩。K35b煤层位于龙潭组三段下部，上距K33煤层平均12m，煤层厚0.743.29m，平均1.44m。全区可采，属较稳定煤层。煤层结构较简单，夹石03层，一般01层，夹石一般为泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，常夹泥质粉砂岩、泥岩。矿区北部岩性变细为粉砂质泥岩或泥岩，与K33煤层的间距亦随之变小。煤层底板为泥岩。K39煤层位于龙潭组二段上部，上距K35b煤层平均13m，煤层厚0.221.25m，平均0.70m。局部可

25、采，区内除702孔可采外，其余均不可采。属不稳定煤层。煤层结构较简单，夹石01层，一般1层，夹石为泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，常夹泥质粉砂岩、泥岩。煤层底板为泥岩，含植物根部化石。K40煤层位于龙潭组二段上部，上距K39煤层平均4 m，煤层厚0.002.94m，平均0.93m。局部可采，属不稳定煤层。K40煤层的可采区分布在矿区南部及南东部，北部不可采。煤层结构较简单，夹石01层，一般为单一煤层，夹石为泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，常夹泥质粉砂岩、泥岩。煤层底板为泥岩，含植物根部化石。K109a区内无揭穿该层位的钻孔，仅区外ZK694号钻孔揭穿该煤层。据马场井田详勘报告，煤厚1.

26、452.48m，平均2.12m。属较稳定煤层。煤层结构复杂，夹石37层，一般34层，夹石多为泥岩，底部一层夹石为浅灰色隐晶质高岭石泥岩。煤层顶板为1015米的细、粉砂岩，具水平纹理，夹大量的菱铁质条带，构成所谓的“排骨层”。直接顶板为1m左右的黑色泥岩，含大量黄铁矿。底板为泥岩。K110a区内亦无揭穿该层位的钻孔，据马场井田详勘报告，煤厚0.692.47m，平均1.53m。属较稳定煤层。煤层结构复杂，夹石14层，一般23层，底部12层夹石为泥岩。煤层顶板常为粉砂质泥岩或泥岩,底板常为深灰色粉砂质粘土岩夹粉砂岩，水平层理发育。表2-2-1 捡材沟煤矿矿区煤层间距及煤层特征表煤层号可采厚度(m)煤

27、层结构倾角可采程度稳定程度顶底板岩性煤层间距(m)最小-最大平均夹矸层数复杂程度()顶板底板最小-最大 平均K1a0.300.96 0.820-1简单343大部可采较稳定灰岩泥岩63.7-101.5 83K170.55-1.60 1.020-1简单343大部可采较稳定粉砂岩泥岩12.0-42.2 27K220.33-2.25 0.890-4较简单343大部可采较稳定粉砂质泥岩或泥岩泥岩8.5-31.9 10K230.45-3.24 1.670-2简单343大部可采较稳定粉砂岩泥岩3.0-28.2 12K24a0.11-2.53 1.460-4较简单343大部可采较稳定细砂岩、粉砂岩泥岩或粉砂质

28、泥岩4.0-26.4 14K320.03-6.11 2.260-3较简单343全区可采较稳定粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩6.4-21.1 13K330.84-4.03 2.210-3较简单343全区可采较稳定粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩4.0-27.0 12K35b0.74-3.29 1.440-3较简单343全区可采较稳定粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩6.5-16.0 13K390.22-1.25 0.70-1较简单343局部可采不稳定粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩2.0-8.5 4K400.00-2.94 0.930-1较简单343局部可采不稳定细砂岩、粉砂岩泥岩200.7-216.7 200K109a1.45-2.

29、48 2.123-7复杂343全区可采较稳定细、粉砂岩泥岩2.0-11.2 3K110a0.69-2.471.581-4复杂343全区可采较稳定粉砂质泥岩或泥岩粘土岩三、矿井开采技术条件（1）煤矿瓦斯等级矿井20082010年度瓦斯等级鉴定结果均为突出矿井。根据贵州省能源局黔能源煤炭201131号文件的批复，矿井在标高+1300m以上的K17、K22煤层无突出危险性；根据贵州省能源局黔能源煤炭2011740号文件的批复，矿井在标高+1300m以上的K23煤层无突出危险性；K33煤层在鉴定范围内（+1300m以上）有突出危险。本矿位于黔安监管办字2007345号文件所划定的煤与瓦斯突出矿区和突出

30、危险区之内，本矿属具有突出危险性矿井。其中+1300m标高以上K17、K22、K23煤层按突出矿井中的非突出区域进行设计和管理。（2）煤层自燃倾向性根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提供的K17、K22、K23、K24a、K32、K33、K35b煤层的煤层自燃倾向性鉴定报告， K32煤层属容易自燃煤层，K17、K22、K23、K24a、K33、K35b煤层属不易自燃煤层。K1a、K39、K40、K109a、K110a煤层没有取样鉴定，对于未鉴定煤层均按容易自燃进行设计。（3）煤尘爆炸性根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提供的K17、K22、K23、K24a、

31、K32、K33、K35b煤层的煤尘爆炸性鉴定报告，K17、K22、K23、K24a、K32、K33、K35b煤层的煤尘均有爆炸性。K1a、K39、K40、K109a、K110a煤层没有取样鉴定，对于未鉴定煤层均按有爆炸性设计。（4）冲击地压地质资料中未提供冲击地压的相关资料，该矿井尚未有发生冲击地压的情况。根据贵州多年实践，没有冲击地压危险。（5）地温区内未发现地温异常区，地温正常。（6）水文地质本矿矿区最低侵蚀基准面位于矿区北东面的百车河，高程为1180m左右，矿权范围内绝大部分资源/储量产于最低侵蚀基准面之下。矿区内地表水系不发育，冲沟水沿途接受泉水补给，雨季还有较大面积大气降水汇入，水量

32、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，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。矿井矿床水文地质类型属顶底板直接进水的岩溶矿床，顶板岩层岩溶、裂隙发育，补给条件好，地下水的补给主要是大气降水。矿井水文地质类型属中等类型。第三节 矿井生产及辅助系统简况一、矿井开拓、开采1、开拓方式矿井采用平硐开拓方式，采用抽出式通风。2、 井筒及工业场地位置主平硐担负矿井煤炭运输、敷设管线、行人、进风等任务，副平硐担负矿井辅助运输、进风、管道敷设等任务；回风平硐专作回风之用。表2-3-1 井筒特

33、征表顺序名称单位主平硐副平硐回风平硐1井口坐标Xm2925024.442924992.082924929.18Ym35506838.9035506820.5735506602.672井口标高m+1300+1300+1367.83方位角度845082424倾角（坡度）度3335长度m8769023966断面净9.37.111.5掘进10.17.912.47井筒装备胶带铺轨回风平硐从K40煤层底板开口以3的坡度施工至揭穿K17煤层；主平硐、副平硐从K40煤层底板开口以3的坡度施工至揭穿K17煤层后施工井底联络巷贯通，在井底联络巷内开口施工+1303轨道石门至揭穿K22煤层，然后沿K22煤层底板施工

34、一采区轨道上山至+1368m标高后施工一采区绞车房及通道与回风平硐贯通、在井底联络巷内开口施工+1303回风石门至揭穿K22煤层，然后沿K22煤层底板施工专用回风上山至+1368m标高后与绞车房通道贯通，形成一采区的开拓系统。在主平硐见K17煤层处沿煤层倾斜方向施工运煤道至+1329m标高，然后沿走向向北施工1172采面运输巷，在轨道上山标高+1340施工轨道石门揭穿K17然后向南施工1171运输巷掘进工作面；在回风平硐见K17煤层处沿走向向北施工1172采面回风巷，向南施工1171回风巷掘进工作面。在主平硐和与+1303回风石门贯通布置变电所；一采区轨道上山上口布置绞车房，绞车房的标高为+1

35、368m；在副平硐末端布置采区避难硐室及消防材料库。3）采煤方法(1) 采煤方法矿井采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。(2) 回采工艺评估期间布置有1172采煤工作面，工作面采用机械落煤，刮板输送机、带式运输机运煤，单体液压支柱支护，全部垮落法管理顶板。4）掘进工艺矿井正常生产时期布置有2个掘进工作面，用于接续工作面巷道的掘进。采用钻爆法掘进工艺，巷道采用矿用工字钢支护。2、提升系统轨道上山采用提升绞车完成矸石、材料、设备等提升运输任务，铺设22kg/m钢轨和混凝土轨枕。3、运输系统主平硐采用带式运输机输送煤炭，工作面运输巷采用带式输送机、刮板输送机运输，工作面采用刮板输送机运输。

36、(1) 采煤工作面A、运煤系统（以1172回采工作面为例）：1172工作面（刮板输送机）1172采面运输巷（刮板机+胶带输送机）运煤道（刮板输送机）主平硐（胶带输送机）地面。B、运料系统地面副平硐（蓄电池电机车）一采区轨道上山（提升绞车）各用料地点。(2) 掘进工作面运煤、矸系统1171回风巷掘进工作面煤（矸）+1368轨道石门一采区轨道上山（提升绞车）副平硐（蓄电池电机车）；1171运输巷掘进工作面煤（矸）+1340轨道石门一采区轨道上山（提升绞车）副平硐（蓄电池电机车）。4、通风系统通风方式为中央并列式，通风机工作方式为抽出式通风，矿井主要通风机型号为FBCDZ-17A型两台，一台工作，一

37、台备用，电机功率均为275Kw。回风平硐设置有安全出口、防爆门和引风道。矿井通风线路为：（以1172回采工作面为例）：副平硐（主平硐）井底联络巷1172运输巷1172工作面1172回风巷1172回风绕道专用回风上山+1368回风平巷回风平硐引风道地面。掘进工作面采用FBD6.0/311型对旋式局部通风机压入式通风，新鲜风流由局部通风机通过风筒直接压入掘进头，清洗工作面后，泛风流经掘进工作面回风石门回风平硐地面（风机抽出）。5、排水系统捡材沟煤矿采用平硐开拓，开采一、二采区时，矿井涌水经主、副平硐水沟自流出地面，后期开采三、四、五采区时再设置井底水仓，采用水泵集中排水。后期根据矿井实际涌水量进行

38、排水设备选型。6、防尘、防灭火系统矿井首采工作面布置在K17煤层中，K17煤尘有爆炸性，煤层自燃类别属III类，即不易自燃煤层。（1）矿井有防尘供水管路系统，由地面500m3水池通过管路为894的主供水管路向井下各用水地点进行静压供水，各运输巷道、采掘工作面有供水管路和防尘喷雾设施。（2）防尘供水采用静压方式；（3）井下主要巷道安设有部分防尘管路兼作消防管网。7、供电系统供电电源：一回路来自35kV蟠龙变电站10kV母线，线路规格LGJ95，供电距离8km；二回路来自110kV米箩变电站10kV母线，线路规格LGJ70，供电距离5km。供配电：在变（配）电所设2台10kV-660V变压器供主要

39、通风机、瓦斯泵房以及空气压缩机用电，另设2台10kV-380V变压器供地面其它设施用电。采用10kV高压入井向井下+1300变（配）电所供电。+1300变（配）电所内设置四台矿用隔爆型干式变压器，其中两台KBSG-100/10/0.69kV型变压器专向井下局扇供电（一台工作，一台备用），两台KBSG-500/10/0.69kV型变压器向井下其它设备供电（不包括采煤机及刮板机）。采煤工作面设置一台KBSGZY-315/10/1.2型矿用隔爆型移动变电站专供采面机组以及工作面刮板机。各低压配电点低压供电电源由井下变（配）电所低压配电开关馈出，井下用电设备供电电压为1140V、660V和127V。井

40、下供电设备有短路、过载、漏电和接地保护装置；井下照明、信号采用127V，并使用煤电站综合保护装置。8. 瓦斯防治井下主要用风巷道和回采工作面采用负压通风、掘进工作面采用压入式机械通风、回采工作面采用上行通风方式。矿井安装瓦斯高、低负压抽放系统各一套，高负压瓦斯抽放泵两台（一用一备）：型号分别为：2BEC50、功率250KW，低负压瓦斯抽放泵两台（一用一备）：2BEC42、功率132KW。9. 压风系统地面有OG132W型空压机两台，矿井安装有压风管路，空压机安装于地面空压机房，压风管路敷设至采煤、掘进工作面。10. 监控系统矿井装有1套KJ90NA型瓦斯监控系统，对井下回采、掘进工作面、风门、

41、回风巷等地点进行监控。11. 通讯系统矿井调度室主机使用行调合一的交换机，地面及井下用户均为按键话机，井下选用KTH本安型。电话设置地点是井底车场、采煤工作面运输巷、掘进工作面、局部通风机等处。第三章 危险、有害因素辨识与分析第一节 危险、有害因素辨识的方法一、辨识危险、有害因素的原则危险、有害因素主要指客观存在的危险，有害物质或能量超过临界质的设备、设施和场所等。危险、有害因素产生危险、危害后果是有一定条件和触发因素的，这些因素复杂多变，要根据其内在的客观规律性分析危险、有害因素的种类、程度，辨识评价系统存在的主要危险、有害因素。在辨识过程中为保证结果的客观实际性和正确性，必须依据科学的方法

42、、程序、以严谨的科学态度，全面、准确、客观的进行工作。因此，本次评价在辨识危险、有害因素中坚持科学性、系统性、全面性、预测性等原则。二、危险有害因素的辨识方法危险有害因素的辨识是事故预防、重大危险源监督管理、应急预案体系建立以及完善职业安全卫生管理体系的基础。常用的辨识方法大致可以分为两大类：（1）直观经验法适用于有可供参考先例、有以往经验可以借鉴的危害辨识过程；该类方法下又可分为两类。 对照、经验法对照有关标准、法规、检查表或依靠分析人员的观察分析能力，借助于经验和判断能力直观地评价对象危险性和危害性的方法。该方法简便、易行，但常受辨识人员的知识、经验和占有资料的限制。为此常采用专家评议法和

43、事先编制的检查表辨识危险有害因素。安全检查法是对系统、工艺、设施、操作、维修等，组织熟知安全标准、规程和规范的专业技术人员、管理人员组成检查组，进行巡视安全检查，识别其存在的危险。安全检查表法是安全评价中常用的方法。事先对检查对象进行分解，将大系统分割成若干小的系统，以清单形式列出检查项目，逐项检查。通过检查分析，识别危险、有害因素，判别其危险性。 类比分析方法利用相同或相似系统、作业条件的经验和安全生产事故的统计资料来类推、分析评价对象的危险、有害因素。多用于危险作业场所或条件下危险、有害因素的辨识。（2）系统安全分析方法利用系统安全工程评价中的部分方法进行危险、有害因素的辨识。该类方法常用

44、于复杂系统、没有事故经验的新开发系统。常用的系统安全分析方法有：事件树（ETA）、事故树（FTA）、预先危险性分析法、格雷厄姆法等。预先危险分析方法是对危险或危险性类别、出现条件、导致事故后果进行分析，以识别潜在危险，确定危险等级，提出对策建议。预先危险分析常在预评价中采用，但是在以瓦斯为重点的专项安全评估中，凭借评估人员技术及经验的优势，采用预先危险分析方法，也应是一种简单易行的方法。格雷厄姆法是对危险、有害因素危险性定量评估的简单易行的方法。常用专家打分的方法确定发生事故或危险事件的可能性（L）；暴露于这种危险事件的可能性（E）；事故一旦发生可能产生的后果（C）。再根据L、E、C分析，确定

45、事故危险性D，DLEC。综述所述，安全评估可采用多种方法，各种方法其适应的条件、预期目标及要求各不相同。本次评估主要采用安全检查法、预先危险性分析法及格雷厄姆法相结合的安全评估方法。第二节 煤矿危险、有害因素的辨识参考贵州省“关于印发贵州省煤矿实施指导意见的通知”（黔煤安监办字200452号）中相关内容并参考相关专家意见，煤矿存在的主要危险、有害因素有以下15类，内容见表3-2-1。表3-2-1 煤矿危险有害、因素分类序号类型序号类型1瓦斯爆炸9放炮伤害2煤与瓦斯突出10触电伤害3火灾11机械伤害4水灾12地面自然灾害5冒顶片帮13中毒和窒息6提升运输伤害14粉尘职业危害7煤尘爆炸15其它危害8火药爆炸第三节 危险、有害因素的危险性分析一、瓦斯爆炸瓦斯爆炸致因因素分析：通风不