煤矿年度安全风险辨识评估报告范本.docx

年度安全风险辨识评估报告 ***煤业有限责任公司 ***煤矿 2019年度安全风险辨识 评估报告 *** 煤矿 2019年 1 月 8 日 年度安全风险辨识评估报告 *** 煤矿有限责任公司安全风险辨识 评估报告会签表 职 务 姓名 签名 矿 长 技术负责人 通风副总工程师 地测副总工程师 安全管理科科长 生产技术科科长 通风科科长 机运科科长 调度室主任 安 全 矿 长 生 产 矿 长 机 电 矿 长 年度安全风险辨识评估报告 目录 前言. ......................................................1 第一章矿井概况 ............................................1 第二章风险辨识范围 ........................................6 第三章矿井危险因素 ........................................6 第四章风险辨识评估 ........................................7 第五章风险管控措施 .......................................26 附件 *** 煤矿 2019 年度重大安全风险清单......................30 年度安全风险辨识评估报告 前言 根据国务院安委会办公室关于实施遏制重特大事故工作指南构建双 重预防机制的意见和国家煤矿安全监察局关于印发〈煤矿安全生产标 准化考核定级办法（试行）〉和〈煤矿安全生产标准化基本要求及评分方 法（试行）〉的通知（煤安监行管［2017］ 5号）等文件精神，为做好 *** 煤矿 2019 年度安全风险分级管控工作， 我矿于 2019 年 1 月 6 日成立了以矿长为组长的煤矿安全风险辨识评估小组，对井下主要作业场所和相关 作业范围进行全面风险辨识评估，主要针对矿井瓦斯 （含煤与瓦斯突出） 、 水害、煤尘、顶板、自然发火、提升运输等危险因素进行全面的风险辨识和评估，通过全方位、全过程对危险因素多发的重点区域、重点部位、重点环节以及设备设施、作业环境等方面存在的安全风险进行辨识和评估， 建立可能引发较大以上事故的重大安全风险清单， 并制定相应的管控措施， 并将辨识评估结果应用于确定 2019 年度安全生产工作重点， 并指导和完善矿井生产计划、灾害预防和处理计划、应急救援预案。 2019 年度安全风险辨识评估工作管理领导小组组织机构如下 组 长 *** 副组长 *** 成 员 *********** 办公室设在安监科，总工程师** 兼任办公室主任，安监科负责人为副组长，具体负责矿井安全风险分级管控工作的组织开展，并指导协调各职 能部门和连队、班组完成分管范围内的工作。 第一章矿井概况 1 、矿井基本情况 ***煤矿属整合扩建矿井。根据*** 省人民政府办公厅 ** 办函〔 2007〕16 号关于 *** 市煤炭资源整合方案的复函，由原“***煤矿”整合相邻“ *** 煤源有限责任公司（***井）”，整合扩能后矿井设计生产能力为210kt 第 9页 共 40 页 ／ a。 *** 煤业有限责任公司矿区位于 *** 村四组，隶属于宜宾市 *** ，矿区中心点地理坐标为东经 104 57′ 43″ 北纬 28 13′31″。矿山主井口位于*** 县城 255方向，直线距离约 26km。矿山有 2.5km 简易公路与 *** 县至*** 县的公路相接，北东距 *** 县城古宋公路里程约 70km，西至珙县火车站 45km，交通较为方便。 2、矿井地质概况 （1） ）地层 矿区及其附近出露的地层主要有二叠系下统茅口组（P1m）、二叠系上统宣威组（ P2x）、三叠系下统飞仙关组（T1f ）及嘉陵江组（ T1j ）， 局部还有零星分布的第四系残坡积层。 （2） ）构造 矿区位于珙长背斜南翼中段，属单斜构造，地层总体倾向210o，倾角平缓， 一般为 10 15，平均倾角为 12。区内次级褶皱不发育，断层少且规模小。 断层在矿区及邻近地表共见6 条断层，即 F2、F3、F4、F5、F6、F7 号断层，均为正断层，发育于浅表飞仙关组地层中。在生产巷道中揭露到两条隐伏断层 f8 、f9，地层断距小于5m，对煤层开采有一定影响。 滑坡通过前人勘探及本次地表填图工作查明，在矿区北西部边界外 侧 3438 号勘探线之间有一滑坡体存在，面积约0.33Km2，滑动方向北、北西向，影响地层P2x、T1f1 、T1f2-3 ， T1f4 ，滑坡体可辨地层界线，滑动位移不大，对煤层露头有一定影响，由于位于本矿区北西边界外，故对 本矿煤层开采无影响，但对与本矿相邻的蜀河兴煤矿的开采可能有一定影响。 危崖、崩陷矿区北东部反向斜坡较陡，斜坡自然坡度角一般在40 60之间，局部近于直立，由于矿山开采使其下伏地层失去承压力，斜坡 岩层在自重作用下形成危崖或崩陷，目前已在矿区北东部飞仙关组第一段地层中形成多处危崖垮塌区，时常有岩块坠落，在雨季或地下开采等其他因素影响下容易产生滑坡或崩塌，需引起矿山足够重视。 综上所述，本区构造复杂程度应为简单类型。 （3） ）煤层 1、B4 煤层 俗称“上连炭”，赋存于二叠系上统宣威组二加三段P2x23 顶部， 呈层状、似层状产出。上距宣威组第四段底界2.73m，下距 B3 煤层平均间距 2.73m，煤层厚 0.97 ～1.40m，平均 1.19m。一般含 1～ 2 层夹矸，夹矸厚 0.01 ～0.14m，岩性为炭质泥岩或高岭石粘土岩，属较稳定全区可采煤层。煤层顶板为深灰、灰黑色炭质泥岩、泥岩或砂质泥岩，含动物化石碎 屑或个体，含黄铁矿较多；底板多为深灰色粘土岩或砂质泥岩，含灰色肾状菱铁矿结核。 2、B3 煤层 俗称“中连炭”，赋存于二叠系上统宣威组二加三段P2x23 顶部， 呈层状、似层状产出，上距B4 煤层平均间距 2.73m。煤层结构单一，不含夹矸，煤层厚度0.71 ～ 1.12m,平均厚为 0.87m, 属较稳定全区可采煤层。煤层直接顶板为深灰色泥岩或炭质泥岩，局部为粘土岩，含灰色肾状菱铁 矿；底板为灰色、浅灰色粘土岩，以含黄色球粒状粗晶菱铁矿结核或团块 为特征。 （4） ）水文地质 据新塘矿段勘探报告，矿区主要充水含水层为二叠系上统宣威组第四 段P2x4）至三叠系下统飞仙关组第1～3 段T1f1 ～3 裂隙、溶隙含水层和二叠系下统茅口组（ P1m）灰岩岩溶含水层。 矿井煤炭资源多位于当地侵蚀基准面（795m）之下，矿井采用平硐- 暗斜井开拓方式， 机械排水。 矿井为煤层顶板裂隙、 溶隙含水层直接充水， 主要充水含水层富水性弱～中等，地下水补给条件差。老窑采空区积水为主要危害，其次为断层裂隙水、地表水，矿山开采上述地段附近时，防治透、突水是重点，严防造成淹井事故。因此矿井属顶板裂隙、溶隙含水层充水为主、顶扳直接充水的矿床。 2018 年矿井正常涌水量为丰水期约 180m3/h ，枯水期流量约为 3 90m/h 。 综上所述，该矿井水文地质类型为中等类型。 3、主要生产系统简介 （ 1）开拓与开采 矿井现阶段布置采区为一采区，一采区阶段垂高 110m（＋ 700m～＋ 810m），上部留 20～40m的采空区隔离煤柱，布置 4 个区段开采，一、二、三区段垂高 30m，四区段垂高 20m。 采区内布置有 2 个采煤工作面（ 7411-2 普采工作面） ，（7412 炮采煤 工作面）； 3 个掘进工作面，（即 7413 轨道运输巷掘进工作面、8311 回风、运输巷掘进工作面，720m 西底板抽排巷掘进工作面）。采煤工作面设计采用走向长壁采煤法，采煤机开采工艺，采用单体液压支柱配金属铰 接顶梁支护顶板，全部垮落法控制顶板，工作面采用刮板输送机运输，运 输巷采用吊挂式带式输送机运输， 工作面走向长 190m，煤厚 1.2m。矿井采用“三八”作业制，“边采边准”循环作业方式，循环进度 1.2m，日推进度 3.6m，正规循环作业率 85。 （ 2）通风系统 矿井采用分区式通风方式，抽出式通风方法。共有 3 个进风井筒，分别为851m主平硐、851m副平硐和 851m人行平硐，一个回风井筒，为875m 回风平硐。875m回风平硐安设 2 台 FBCD№Z 19/2 132 型对旋轴流式通风 机（1 台工作， 1 台备用） ，配套 2 台 YBF2-315L2-6 型电机（132kW，380V， 980r/min ）。井下各采区实现了分区通风。 （ 3）瓦斯抽采系统 3 矿井建立了地面瓦斯抽采系统，抽放泵型号为 2BEA-403 型水环真空泵，额定抽采能力 92.8m /min ，电机功率 108kW，转速 372r/min 。瓦斯抽采主管采用 D273 7 型无缝钢管，井下主管利用现有的 KW型 UPVC管材 D280 16.5 ，支管利用现有的KW型 UPVC管材 D225 13.2 。 （ 4）提升、运输系统 矿井采用平硐 暗斜井开拓， 1、副暗斜井（兼一采区轨道上山） 副暗斜井设计选用JTP-1.6 1.2P 型提升绞车一台， 最大静张力 45kN， 最大速度 2.5m/s ，配置 YR315S-8 型电动机（ 90kW、380V、716r/min ）；配套选用 18NAT619SFC1570ZS168 GB8918-2006型钢丝绳；配套交流变 频器一套，带可控动力制动。 提升信号选用 KXT153型多功能提升信号系统。2、人行暗斜井 兼一采区行人上山 人行暗斜井选用1 台 RJY37－ 25/700 （ A）型煤矿固定抱索器架空乘人装置。架空乘人装置驱动轮直径和尾轮直径选用￠1.20m；绳速 V1.0m/s； 配套 YB3-250M-6型电动机（ P35kW，U660V，n980r/min ）。拉紧装置采用重锤张紧。承载牵引钢丝绳20NAT6 19S＋ FC1570ZS207GB8918-2006型，钢丝绳直径 d20mm，钢丝绳单位长度质量1.44kg/m ，最小破断拉力 207kN，最大班运送人员80 人。 3、主暗斜井 兼一采区运输上山 主暗斜井选用1台 DTC80/20/160S 型固定式带式输送机，配置1台YB3-315L1-4型隔爆型三相异步电动机（160kW，380V，1480r/min ）。带式输送机参数 Q200t/h ，L800m、H135m、δ 12，B800mm，V1.6m/s。 4、运输系统 1、采煤工作面原煤经SGB-620/40T型刮板输送机运输煤炭，至顺槽1 台 SGB-620/40T型转载机至工作面运输巷DTS65/20/22 吊挂式皮带运输煤 炭，经区段运输石门DTL800型带式输送机至主暗斜井DTC80/20/160S 型固定式带式输送机至地面煤仓。。 2、运输大巷采用 CCG3.0/600（ A）防爆柴油机车担负煤炭与辅助运输。 （5） 供电系统 矿井主井地面10kV 变电所采用两回10kV 电源线路供电，其中一回路供电电源引自丁心35/10kV 变电站，从该站以 10kV 的 LGJ-95mm2型架空线接入该 10kV 变电所，线路长约4km；二回路供电电源引自周家35/10kV 变电站，从该站以10kV 的 LGJ-70mm2型架空线接入该10kV 变电所，线路长约 3.5km。 回风平硐变电所采用两回10kV 电源线路供电， 其中一回路供电电源引自丁心 35/10kV 变电站，从该站以 10kV 的 LGJ-95mm2型架空线接入该10kV 变电所，线路长约2.8km；二回路供电电源引自周家35/10kV变电站，从该站以 10kV 的 LGJ-70mm2型架空线接入该10kV 变电所，线路长约5.5km。 第二章风险辨识范围 风险辨识范围为 *** 煤矿 2019 年度井下主要生产作业地点，主要集中 在一采区， 辨识评估结果应用于2019 年度采掘作业范围， 根据矿井生产接续规划，具体生产作业地点及采掘接替情况如下 2019 年计划生产原煤12 万吨，掘进进尺2020m。计划采煤工作面四个 即 7412 炮采工作面、 7411－ 2 普采工作面、 7413 普采工作面（预计 8 月份可采） 、8311 炮采工作面。计划掘进工作面三个 即 7413 运输巷（半煤巷）计划进尺80m、开切眼掘进（全煤）120m、720 西底板抽排巷掘进（全岩）计划进尺600m、8411 回风巷（全岩）计划进尺60m、8311 运输巷、回风巷掘进（半煤巷）及开切眼计划进尺760m、7414 运输巷（半煤巷）计划进尺240m、720 至 700 运输斜巷计划进尺160m；维修头点 7411 运输巷（ 7413 回风巷）计划维修700m（7411 运输巷有 480m、7411 － 2 运输巷有 220m）。 第三章矿井危险因素 兴文县 *** 煤业有限责任公司 ***煤矿核定生产能力210kt/a，为高瓦 斯矿井，主采的B4、B3 煤层顶板属易冒落的不稳定顶板和中等稳定顶板， 煤尘不具有爆炸危险性，自燃倾向性等级为Ⅲ类不易自燃煤层，水文地质 条件中等（Ⅲ级）。矿井主要危险因素如下 1、瓦斯根据 2014 年度由兴文县矿山救护队进行瓦斯等级鉴定（由 于矿井自动停建原因后期未进行鉴定），鉴定结果为绝对涌出量5.384 /min ，CO2 绝对涌出量 1.917 /min ，属高瓦斯矿井。 2、煤层顶底板条件 煤层的直接顶板以泥岩、粘土岩或砂质泥岩为主。各煤层的底板均为泥岩或粘土岩，吸水率高，可塑性强，局部地段底鼓较严重。 3、煤尘根据鉴定报告，我矿开采的B3、B4 煤层无煤尘爆炸危险性。 4、自然发火 根据揭露煤层煤质进行抽样检测鉴定结果显示，我矿开采 B3、B4 煤层的自燃倾向性等级为II级，属自燃发火煤层。 5、矿井水矿井水文地质条件中等（Ⅲ级），丰水期约180m3/h ，枯 3 水期流量约为 90m/h 。 6、提升运输矿井副平硐采用绞车提升，主平硐采用皮带运输机。第四章风险辨识评估 2019 年 1 月 6 日，矿长苏勇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，进行了安全风险辨识和评估分级； 1 月 7 日安监科组织对辨识评估报告、清单和管控措施进行汇总整理； 1 月 8 日矿长组织会审。 一、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、提升运输、爆破、压力容器、供电、机械伤害和坠落等容易导致群死群伤事 故的危险因素开展安全风险辨识，共辨识出主要安全风险132 项，具体如下 1 、顶板 （ 1）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面初次来压、周期来压，顶板压力大，易发生大面积顶板垮落伤人事故。 （ 2）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面顶板及煤帮有离层，易发生冒 顶片帮伤人事故。 （ 3）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面检修采煤机或更换大型设备前， 未采取护帮护顶措施或措施不到位和支柱间隙过大，顶板暴露时间较长， 易造成顶板冒落伤人事故。 （ 4）.7411-2采煤工作面存在F1 断层、 7412 采煤工作面存在F9 断 层，断层带围岩破碎，易造成顶板冒落伤人事故。 （ 5）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面上隅角悬顶面积超过作业规程规定时，未及时采取措施进行处理，易造成顶板大面积垮落伤人的安全风 险。 （ 6）.720西底抽巷、 7413 运输巷、 8311 回风、运输巷掘进过程中遇构造，顶板破碎易造成大面积顶板冒落伤人事故。 （ 7）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面上、下出口和机风巷超前支护 失效或间排距不符合要求， 易发生顶板冒落、 单体支柱倾倒、巷道片帮伤人。 （ 8）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面煤壁伞檐未及时清理，伞檐掉落砸伤人员。 （ 9）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面在回采过程，未检查顶底板起伏和端面距大小或检查不到位， 未及时发现顶、 底板起伏及端面距过大或过小，易发生顶板冒落伤人事故。 （ 10）.7411-2 、7412、7413采煤工作面回采过程中未检查工作面压力情况或检查不到位，顶板压力过大易造成冒顶事故、支柱砸人事故。 （ 11）.7411-2 、7412、7413采煤工作面的机巷、风巷片帮煤处理不 当，人员经过漏帮地点可能被砸伤。 （ 12）.7411-2 、7412、7413采煤工作面在处理机风两巷的漏帮、顶 板破碎时，未严格按照措施施工或处理方法不正确，处理过程中无人监护， 易发生冒顶片帮伤人事故。 （ 13）.7411-2 、7412、7413采煤工作面在机风巷超前支护区域回撤 单体液压支柱前未检查支柱是否完好或顶板情况检查不到位，可能发生顶板事故。 （ 14）.7411-2 、7412、7413采煤工作面在机风巷超前支护区域可能 存在支设单体支柱方式不正确、监护不到位、单体液压支柱在升起过程中受到压力时自行倾倒、高压液体射出等情况，达不到支护效果，易造成冒顶伤人事故。 （ 15）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面在机风两巷检修设备或更换 配件前，未检查顶板、煤帮状况，易发生冒顶片帮伤人事故。 （ 16）.7411-2 、7412、7413采煤工作面回采过程中回撤支柱时，易发生冒顶片帮伤人事故。 （ 17）.7411-2 、7412、7413采煤工作面在检修采煤机时，支架间空 隙大，架间漏矸，人员在架间作业或经过，易发生冒顶片帮伤人事故。 （ 18）.7411-2 、7412、7413采煤工作面乳化泵检修时，未检查周围顶板、巷帮或检查不到位，片帮或顶板破碎掉渣，易发生冒顶片帮伤人事 故。 （ 19）.7411-2 、7412、7413采煤工作面回收两巷及切眼设备设施， 替换两巷支护，未进行临时支护，拆除巷道内金属支护材料时，易造成顶 板冒落。 （ 20）.7411 （7413回风巷）运输巷维修施工过程中临时支护不符合要求，永久支护施工质量差，易发生冒顶片帮伤人事故。 （ 21）.7411-2 、7412、7413采煤工作面割煤过程中，未按规程规定 进行支护，出现顶板离层、破碎，易造成冒顶片帮伤人事故。 年度安全风险辨识评估报告 （ 22）.7411-2 、7412、7413采煤工作面没有矿压观测资料（或现有采煤工作面显现规律经验说明），没有摸清围岩活动规律；如果支护设计 不合理，会导致采煤工作面支护强度不够，不能有效、合理地控制顶板， 易造成顶板冒落伤人事故。 （ 23）. 采掘工作面每班跟班人员未检查顶板、 巷帮情况或检查不到位，不能及时发现巷道片帮、顶板冒落，造成人员伤害。 （ 24）. 单体液压支柱入井前未逐根进行压力试验，在采煤工作面回采 结束后或使用时间超过8个月后，未及时进行检修，也未进行压力试验， 可能造成采煤工作面单体液压支柱初撑力不足或支护强度不够发生顶板离 层垮塌伤人事故。 （ 25）. 井下各巷道以及采掘工作面若不严格执行敲帮问顶制度，岩巷 掘进工作面不加强悬矸活石清找，易造成冒顶片帮伤人事故。 （ 26）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面回收过程中未先加固后回撤、控顶距离超过作业规程规定要求，易造成片帮和顶板冒落伤人事故。 （ 28）.720 西底抽巷、 7413 运输巷、 8311 回风、运输巷掘进时超循 环进度作业易引起冒顶事故，造成人员伤害，设备损坏。 （ 29）.720 西底抽巷、 7413 运输巷、 8311 回风、运输巷在施工过程中，进入空顶区观察巷道掘进工程质量，易发生顶板冒落伤人事故。 （ 30）.720 西底抽巷、 7413 运输巷、 8311 回风、运输巷掘进工作面 设备安装、回撤期间，作业地点两帮、顶板状况差， 可能发生冒顶片帮伤人事故。 （ 31）.720西底抽巷掘进施工过程中支护质量较差，锚网支护不符合规程要求，锚杆安装质量、金属网挂设不符合作业规程规定时，易发生冒顶片帮伤人事故。 （ 32）. 围岩破碎带进行喷浆作业时， 作业人员无证上岗或不熟悉喷浆 作业，造成巷道喷浆质量差，可能造成冒顶伤人事故。 第 18 页 共 40 页 （ 33）.740 东、西底板巷、810 回风平巷、 7411-2 、7412 机、风巷、人行下山等巷道维修过程中，未坚持从外向里、从上向下施工锚网或架棚 支护不符合要求，施工质量差，易造成冒顶片帮伤人事故。 （ 34）.7413 运输巷、 8311 回风、运输巷煤层巷道在施工过程中未开展顶板离层监测或监测方法不符合要求，易造成顶板伤人事故。 2 、瓦斯 （ 1）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面与 7413运输巷、 8311 回风、运输巷掘进工作面遇断层、地质构造段，防突措施落实不到位，可能发生 煤与瓦斯突出事故。 （ 2）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面瓦斯抽放不到位，可能造成采煤工作面上隅角和风巷瓦斯超限。 （ 3）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面采空区可能出现因周期来压而导致的顶板大面积垮落，从而引发瓦斯积聚，采煤工作面上隅角和风巷容 易发生瓦斯事故。 （ 4）.7411-2 、7413 采煤工作面中部有地质构造， 工作面过构造带时， 可能会因割煤速度过快、煤层片帮而导致瓦斯大量涌入采煤工作面，从而造成瓦斯事故。 （ 5）.7413 运输巷、8311 回风、运输巷掘进过程中可能遇断层等地质构造，地质构造带附近可能积存瓦斯。 （ 6）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面采煤和7413 运输巷、 8311 回风、运输巷掘进工作面掘进过程中，防突措施落实不到位、工作面防突预 测预报数据失真，可能造成煤与瓦斯突出事故。 （ 7）. 二区段、三区段煤仓和溜煤眼堵塞时，处理堵塞容易发生瓦斯事故。 （ 8）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面采空区可能出现悬顶面积过大 和积聚高浓度瓦斯， 不采取有效措施， 采空区周期来压导致采空区瓦斯容 易被带入工作面回风巷，采煤工作面回风巷容易发生瓦斯超限。 （ 9）.7411-2 、7412、7413 采煤工作面采煤过程和7413 运输巷、8311 回风、运输巷煤巷掘进工作面放炮掘进过程有可能造成大量瓦斯涌出。 （ 10）. 瓦斯检查员责任心不强或从业经历短以及人员流失后未及时补 员，容易出现空班、 脱岗、假检、漏检等现象 , 若不能及时发现瓦斯等有害气体超限，容易造成缺氧窒息、有害气体中毒、瓦斯燃烧或爆炸。 （ 11）. 未认真执行瓦斯巡回检查、请示报告、现场瓦斯管理、瓦斯日 报审阅、“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度。 （ 12）.7411-2、7412、7413 采煤工作面或 7413 运输巷、8311 回风、运输巷煤巷掘进工作面可能出现防突测试未能反映工作面实际情况，可能 导致突出事故。 （ 13）.7413 运输巷、 8311 回风、运输巷煤巷掘进工作面可能出现抽采不达标而作业，可能发生瓦斯事故。 （ 14）. 矿井无计划停电，可能造成停风、瓦斯抽采泵停止运行，造成 7411-2、7412、7413 采煤工作面和 7413 运输巷、 8311 回风、运输巷煤巷掘进工作面瓦斯超限。 （ 15）.7413 运输巷、 8311 回风、运输巷煤巷掘进过程中遇断层等地质构造，巷道可能出现的高冒区域发生瓦斯积聚。 （ 16）. 矿井监测监控系统管理不到位，可能造成不能有效监测采掘工 作面及回风巷等地点瓦斯浓度或有效闭锁电源，可能造成瓦斯事故。 （ 17）. 瓦斯监控系统不完善，传感器、 传输线路出现故障，传感器安装位置不当，不能有效监测各作业地点的瓦斯浓度，容易发生瓦斯事故。 （ 18）.720 西底抽巷、 7413 运输巷、 8311 回风、运输巷掘进工作面局部通风机可能出现“三专两闭锁”出现故障，易造成掘进工作面供风不 可靠而发生瓦斯事故。 （ 19）.720 西底抽巷、 7413 运输巷、 8311 回风、运输巷掘进工作面 局部通风机、风筒管理不到位，可能造成掘进工作面风量不足，造成掘进工作面瓦斯积聚。 （ 20）.810 联络巷、 782 一区段运输、回风石门、临时避难硐室风 门损坏或管理不到位，可能造成风流短路，引发瓦斯积聚。 （ 21）. 矿井通风系统发生较大变化时未重新进行通风能力核定，导致采掘工作面供风能力不足，容易发生瓦斯事故。 （ 22）. 矿井瓦斯地质情况不清， 防治瓦斯的系统、 装备和管理工作不 到位，经常出现瓦斯超限。 （ 23）. 没有执行矿井因停电和检修使主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施或措施不当，容易造成各作业地点瓦斯积聚从而引发瓦斯事故。 （ 24）. 临时停工的地点停风而未采取相应的安全措施，容易发生瓦斯事故。 （ 25）. 未制定瓦斯超限处理和撤人制度或在停风、瓦斯超限区作业， 容易发生瓦斯事故。 （ 26）. 井下瓦斯抽放管路遇巷道变形挤压或顶板掉渣碰撞可能产生静电火花，引起瓦斯爆炸。 （ 27）. 瓦斯抽采孔施工过程中， 如遇喷孔时，开关和电机失爆，造成瓦斯爆炸，导致群死群伤。 （ 28）. 抽放管路受外力等因素影响导致破裂，高浓度瓦斯溢出， 易造成瓦斯事故。 3 、煤尘 （ 1）. 各区段煤仓放煤口，放煤过程中可能会因煤尘飞扬对职工身体健康造成危害。 （ 2）.掘进工作面放炮未使用水炮泥或放炮后未采取喷雾降尘措施 的，造成风流中粉尘浓度超标，易对职工身体健康造成伤害。 （ 3）.采煤工作面采煤机割煤过程中，未采取内、外喷雾及回风未采取全断面喷雾降尘措施，造成风流中粉尘浓度超标，易对职工身体健康造 成伤害。 （ 4）.7411-2、7412、7413采煤工作面回风巷施工顺层抽放钻孔时 易造成粉尘堆积，引发煤尘爆炸事故。 （ 5）. 采掘工作面粉尘超标，对矿工的身体健康产生危害。长期吸入矿尘后引起身体器官的病变， 轻者能引起呼吸道炎症、 慢性中毒和皮肤病， 重者可导致尘肺病。 （ 6）. 未配备测尘仪器，未装备粉尘传感器，测尘人员未经培训，不能有效监测产尘地点煤尘浓度，容易发生煤尘浓度超标，易对职工身体健康造成伤害。 4 、矿井水 （ 1）. 矿井排水设施出现故障，不能采取联合排水措施，不能接受排干矿井最大涌水量，导致淹井事故。 （ 2）. 汛期地面山洪灌入井下，虽然采取联合排水措施，但最大排水 量小于最大涌水量，导致淹井事故。 （ 3）.7411-2、7412、7413采煤工作面可能存在裂隙水，回采前未进行物探等手段进行探测，采煤过程中存在突水危险。 （ 4）.720 西底抽巷、 7413、8311 回风、运输巷掘进工作面可能遇到 构造水或者承压水，有发生水灾事故的可能。 （ 5）.7411-2、7412、7413采煤工作面回采后顶板垮落，可能导通构造水有透水威胁。 （ 6）.7413 采煤工作面初次放顶可能导通构造水而发生水灾故。 （ 7）.7413 、8311 回风、运输巷按中线施工，存在起伏，若未布置排水系统，可能导致工作面涌水排放不及时，放水钻孔孔口若未设置篦子 等防堵装置和软岩段未下套管， 易造成放水钻孔堵塞， 可能引发水灾事故。 （ 8）.720 西底抽巷、 7413、8311 回风、运输巷未进行物探，若掘进前方遇构造水，可能发生水灾事故。 5 、火灾 （ 1）. 电气设备线路陈旧老化，由于高温容易可能引发火灾事故。 （ 2）. 机电硐室和采掘工作面电气设备失爆产生火花，造成伤亡事故。 （ 3）. 采煤机滚筒截割岩石时，容易产生火花，引起煤层燃烧。 （ 4）. 采掘工作面和硐室进行检修作业时，敲击金属产生火花，引起火灾。 （ 5）. 采掘工作面爆破作业时， 不按规程正确爆破， 如不使用水泡泥， 容易引起火灾。 （ 6）. 井下施焊作业时， 不执行施焊措施， 产生的火花容易点燃煤层、 粉尘或瓦斯，引起火灾甚至爆炸。 （ 7）. 皮带运输机、刮板输送机传动部位由于检查不到位，因咬合或摩擦产生高温，可能引发火灾事故。 （ 8）. 井下可燃物有电缆、油料、木材、皮带运输机、煤炭等，若不 加强管理，可能会因明火、静电、放炮、机电设备运转不良、电气失爆、机械摩擦或撞击、电流短路、电缆燃烧、雷电等原因造成的火灾。 （ 9）. 检查不到位，使用不合格的阻燃性材料，可能由于外因造成火灾事故。 （ 10）.7411-2 、7412、7413采煤工作面由于防灭措施不到位，造成不能有效预防采空区煤层自然发火而引发火灾事故。 （ 11）.7411-2、7412 采煤工作面未及时封闭与采空区连通的巷道及各类废弃钻孔，采煤工作面回采结束后封闭的闭墙漏风，易造成采空区煤层自然发火。 （ 12）. 未制定防止煤层自然发火的安全技术措施，或未按措施规定要 求执行，易造成矿井火灾事故。 6 、 提升运输 （ 1）. 作业人员翻越运行刮板输送机，易造成伤人事故。 井下皮带运输机，运行过程中翻越皮带运输机或到运行皮带运输机上侧进行其他事宜，可能造成人员卷入伤人。 （ 3）.851m 副斜井提升，可能由于断绳或人员连钩不仔细出现跑车事故。 （ 4）. 矿车、轨道维护保养不够，可能造成矿车掉道伤人。 （ 5）. 机车不完好（灯、闸、联接装置、警铃、撒沙装置）发生伤人事故。 （ 6）. 司机违章操作、探头瞭望，可能引起伤人事故。 （ 7）. 人员违规搭乘矿车（爬、蹬、跳）、矿车掉道不按规定要求复轨等均可能引发伤人事故。 （ 8）. 采掘工作面刮板输送机断链、飘链、机头机尾翻翘、溜槽拱翘 伤人。运料伤人，信号误动作伤人，工作面电缆落入溜槽被拉断而发生火花引起瓦斯爆炸事故。 （ 9）. 带式输送机皮带可能发生跑偏、断带、着火等事故。 （ 10）. 进入运行的皮带运输机机头机尾传动部位执行其他工作，易导致传动部位卷入伤人。 （ 11）. 斜巷皮带运输机运输过程中，可能出现飞煤矸伤人事故。 （ 12）. 副暗斜井提升运输时， 可能因断绳或挂钩人员连钩不仔细造成跑车事故。 （ 13）. 平巷避让机车或运行矿车时， 选择避让地点不恰当， 安全距离不够，可能出现运输车辆挤伤人员事故。 （ 14）. 人员擅自进入运输区域红线区域，出现跑车事故易造成伤人事 故。 （ 15）. 人员违规搭乘皮带运输机，可能造成伤人事故。 （ 16）架空乘人装置牵引钢丝绳打滑增大消耗，又影响系统正常运行，甚至出现掉绳、伤人事故。 （ 17）. 架空乘人装置牵引钢丝绳插接强度不够，随带载运行的时间增 长，接头可能会拉开，造成脱绳事故。 （ 18）. 架空乘人装置张紧滑道不能满足钢丝绳伸长量的需求，影响系统正常运行。 （ 19）. 架空乘人装置由于人员乘坐时左右摇摆，可能造成掉绳伤人事 故。 7 、 坠落 （ 1）. 各区段煤仓上口未设置防坠落的安全设施，或安全设施不可靠， 未定期检查，易造成人员坠落事故。 （ 2）. 登高点处理设施或其他作业时，未栓安全防护绳易造成人员坠落事故。 8、 供电 （ 1）. 地面变电所设备未及时检修，设备带病运行，造成突然停电、停风事故。 （ 2）. 因操作人员不按规范操作造成短路、触电事故。 （ 3）. 向井下供电的电缆、设备未按期检修、或按期保护装置失效而发生漏电、触电事故。 （ 4）. 因设备失爆而发生的瓦斯、煤尘爆炸事故。 （ 5）. 因设备超负荷运行二引发火灾事故。 9、 爆破 （ 1）. 爆破人员无证作业，违规放炮，可能造成放炮事故。 （ 2）. 打眼与装药平行作业，可能引发炸药误爆事故。 （ 3）. 处理瞎炮时，人员未按作业规程规定作业，或处理拒爆的方法不当，易发生爆破伤人事故。 （ 4）. 未爆破完毕交接班，易造成误爆炸伤及人员。 （ 5）. 不严格执行“一炮三检”“三人连锁”放炮制度，易造成爆破伤人或引发瓦斯爆炸。 （ 6）. 爆破作业时人员不严格执行放炮警戒，预约放炮，未撤离至安全距离之外，造成放炮伤人、中毒等事故。 （ 7）. 矿井建有地面爆炸材料库，发放雷管未在铺有导电的软质垫层并有边缘突起的桌子上进行，电雷管（包括清退入库的电雷管）在发给爆破工前，未用电雷管检测仪逐个做全电阻检查，也未进行导通试验，容易发生火药爆炸事故。 （ 8）. 放炮未使用水炮泥或炮泥长度不足，容易产生火焰而引燃瓦斯， 发生瓦斯燃烧和瓦斯爆炸事故。 10、压力容器 （ 1）. 空压机检修不及时，带病运行，导致空压机损坏。 （ 2）. 空压机、储气罐的安全阀未按期检修检校压力表损坏，导致超压爆炸事故。 （ 3）. 采掘作业时因压风管接头突然脱落，发生压风软管乱甩伤人事 故。 11、机械伤害 （ 1）. 采煤工作面采煤机有滚筒碰人、截齿割人的可能。 （ 2）. 采煤工作面割煤机、 刮板运输机等可能碰伤操作或检修人员。 （ 3）. 在启动掘进施工时，掘进工作面局部通风机如吸风口防护罩损 坏，可能吸入异物损造成局部通风机损坏，或对操作人员（检修人员）造成伤害。 （ 4）. 采煤工作面运输巷输送机机头、机尾及转载（搭接）处未设防护栏，可能伤及行人。 （ 5）. 地面机修车间车床、钻床可能发生操作人员被绞伤事故。 年度安全风险辨识评估报告 （ 6）. 液压泵站联轴器不设防护罩可能碰伤操作或检修人员。 （ 7）.7411-2 、7412 采煤工作面运输、安装、回撤采煤机；7413 采煤工作面运输、安装采煤机未按操作规程、作业规程作业，易造成机械伤人 事故。 二、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（LEC ）、矿山工程安全评价法、安全检查表法（SCL）、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