前 言
山西东辉集团邓家庄煤业有限公司位于柳林县邓家庄村附近，生产能力9 O万t／a，为单独保留矿井。
为贯彻《关于在全省井工煤矿开展重大危险源辨识评估和监控管理工作的通知》(晋煤执发【2009]272号)精神，有效遏制和防范煤矿重特大事故的发生，促进煤矿安全生产状况持续稳定好转，山西东辉集团邓家庄煤业有限公司于20##年5月委托山西智德安全工程技术有限公司对该矿进行重大危险源评估。
我公司接受委托后，组成了山西东辉集团邓家庄煤业有限公司重大危险源评估工作组。在评估过程中，评估组根据有关规定，将煤矿重大危险源分瓦斯、煤与瓦斯突出、煤尘爆炸性、水文地质条件、煤层自燃、煤层冲击倾向性、坚硬顶板需人工强制放顶以及其它自然因素等8个类别，根据煤矿重大危险源的判定条件，首先确定该矿存在的重大危险源，然后采用事故树分析法，找出重大危险源导致事故发生的主要危险、有害因素，依此编制相应的安全检查表，并进行现场检查。通过对危险源自身危险性和对危险源控制措施效果评价，确定重大危险源的危险性。通过危险性评价，认定评价对象发生事故危险性的等级，按照危险程度确定矿井的重大危险源等级。在对重大危险源评估的同时，我们对该矿的应急救援预案效果进行了专门评价。最后针对矿井存在的重大危险源和事故隐患提出了对策措施和建议，并编制了本重大危险源评估报告。
第一章 概述
第一节 重大危险源评估范围
评估范围：
1．确定该矿存在的重大危险源；
2．危险、有害因素辨识与危害程度分析；
3．可能发生事故的种类及严重程度；
4．对重大危险源和存在的事故隐患提出合理、可行的安全对策措施和建议；
5．对应急救援预案的效果进行评价，对煤矿重大危险源的等级进行认定。
第二节 重大危险源评估的主要依据
1．《安全生产法》；
2．《煤矿安全规程》；
3．《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)；
4．《煤矿防治水规定》(国家安全生产监督管理总局令第28号)；
5．《国有煤矿瓦斯治理规定》(国家两局21号令)；
6．《国有煤矿瓦斯治理安全监察规定》(国家两局22号令)；
7．《安全生产事故应急预案管理办法》(国家总局17号令)；
8．《矿井瓦斯等级鉴定规范》(AQl．025—2006)；
9．《矿井瓦斯抽放规范》(AQl027—2006)；
1 0．《煤与瓦斯突出矿井突出鉴定规范》(AQl 024—2006)；
11．《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQl029—2007)；
12． 《生产经营单位安全生产事故应急预案编制导则》
(AQ／T9002-2006)；
1 3．《重大危险源辨识》(GBl 8218-2000)；
14．《禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录》(第一批、第二批)；
15．《国务院关于进一步加强安全生产工作的决定》(国发【2004】2号)；
16．《关于开展重大危险源监督管理工作的指导意见》(安监管协调字【2004]56号)；
1 7．《关于规范重大危险源监督与管理工作的通知》(安监总协调字【2005]1 25号)；
1 8．《关于印发<煤矿重大安全隐患认定办法(试行)>的通知》(安监总煤矿字【2005】133号)；
19．《关于在全省井工煤矿开展重大危险源辨识评估和监控管理工作的通知》(晋煤执发[2 009)272号)；
20．《山西省煤矿重大危险源监控制度》(晋煤安发[2009】24号)；
21．《山西省煤矿“一通三防”监督管理规定》(晋安监煤字【2008】2号；
22．《山西省人民政府办公厅转发省安监局山西煤监局关于煤矿重大安全生产隐患排查治理报告和监管监察办法暨关于煤矿安全生产许可工作有关规定的通知》（晋政办发【2005】100号）；
23．《山西省煤矿安链‘产监督管理规定》(晋煤监办字【2004】第171号)；
24．山西省安全生产应急预案管理办法；
25．矿井瓦斯等级鉴定报告及其鉴定结果批复文件；
26．现采煤层自燃倾向性、煤尘爆炸性鉴定报告；
27．矿井地质报告及其批文；
28．矿方编制的《矿井应急救援预案》；
29．煤矿企业兼并重组整合方案的批文；
30．其它资料。
第三节 矿井概况及重大危险源基本情况
一、矿井概况
山西东辉集团邓家庄煤业有限公司位于柳林县邓家庄村附近，向南距柳林县城约20km，向东距成家庄约5km，行政区划分属柳林县西三家沟乡、成家庄镇、孟门镇及临县碛口镇管辖，该矿原为村办煤矿，生产能力6万t／a，2 001年被山西美盛物资贸易公司收购，20##年，新增划定矿区的开采范围，2 004年颁发采矿许可证，矿区面积60．6 048 km2，批准总的生产能力165万t／a(其中一号井45万t／a，二号井1 2 0万t／a)。2 007年经山西省资源整合办、晋煤整合办字(2 007)4号文批复山西美盛物资贸易有限公司邓家庄煤矿分立采矿权，分立后一号井采矿权人为山西美盛公司物资贸易有限公司，矿山名称为：山西美盛物资贸易有限公司邓家庄煤矿，该矿20##年5月领取采矿许可证，矿区面积13．1779km2，批准开采2#、4#、5#煤层，生产规模45万t／a。20##年3月山西省煤炭工业局以晋煤行发【2008】153号文批复该矿进行机械化升级改造，生产能力提高到90万t／a。20##年9月10日，山西省煤炭企业兼并重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办(2009)33号文核准该矿为单独保留矿井，生产能力、矿区面积及开采煤层均不变，重组后煤矿企业名称预核准为山西东辉集团邓家庄煤业有限公司，隶属山西东辉煤焦化集团有限公司，20##年11月领取采矿许可证。
二、生产状况
1．采掘系统
山西柳林东辉邓家庄煤业有限公司采用斜一立井开拓方式，现采5#煤层。现有一个综采面，一个备用工作面，两个综掘面，一个开拓工作面。该矿有3个井口，主斜井装备带式输送机，井筒内设行人台阶，扶手与胶带输送机架固定在一起，设胶带检修道，担负煤炭提升、行人和辅助进风任务，兼矿井的一个安全出口，副立井装备1t单层单车罐笼，担负矿井升降人员、矸石提升及材料、设备下放等辅助提升、进风任务，回风立井担负回风任务，内装梯子间，兼作矿井另一安全出口。
现采山西组中下部5#煤层，平均厚度3．86m，井田内大部分地段与4#煤合并，结构简单，煤层结构为单一稳定煤层，煤层倾角1°～3°。顶板岩性为细一粗砂岩，砂岩泥岩，泥岩、粉砂岩为主。
现采15202工作面，工作面长180m，采高为3．75m。循环进度0．6m。
工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法，选用MGTY300／730—1．1D电牵引采煤机割煤并装煤，sGz一764／630刮板输送机运煤。ZZ5200／20／42液压支架支护，顶板管理为自行垮落。
15206备用工作面长170m，采用高档普采采煤法，6MG-200w采煤机割煤，刮板机运煤，全部垮落法管理顶板。该工作面作为综采工作面遇地址构造或设备出现大的故障时的临时生产工作面。
现掘15200轨道巷和皮带巷，掘进循环进尺1．5m，均采用EBJ一120TP(EBZ一120)掘进机割煤，皮带输送机运煤，锚杆、金属网、锚索支护。
2．通风系统
邓家庄煤业采用中央并列抽出式通风，主斜井、副立井进风，回风立井回风，矿井总进风量5125m3／min，总回风量5188m3／min，其中综采工作面供风1490m3／min。
矿井主要通风机采用FBCDZ-~26风机，电机功率2×185kw，备用风机与运行风机同型号同功率。
局部通风采用FBD~6．0／2×18．5kw局部通风机，掘进工作面局扇实现“风电、瓦电”闭锁及“双风机、双电源”，并有自动切换装置。
3．瓦斯防治系统
根据山西省煤炭工业局晋煤安发[2008】1119号文批复，CH4相对涌出量为2．54 m。／t，CO2相对涌出量为1．69m3／t，CH4绝对涌出量为2．58m3／min，CO2绝对涌出量为1．71m3／min，该矿井属低瓦斯矿井。
该矿装备了KJ70N型安全监控系统，地面监控主机2台，一台使用，一台备用，监控分站6台，配备了甲烷、一氧化碳、风速、温度、负压、风门、馈电、开停等传感器。
配备了瓦斯检查员18名，光干涉瓦斯检定器40台，便携式瓦斯检测报警仪140台，采煤机、掘进机设有机载式甲烷检测报警断电仪。
4．防治水系统
主排水泵选用3台D85-45×5型离心式水泵，1台工作，1台备用，一台检修，最大涌水时两台工作，一台备用，额定流量为85m3／h额定扬程225m，主排水管沿主斜井铺设两趟3寸排水管路，将积水集中排至地面。
主水泵经检测，1#水泵实测流量76．61m3／h，实测扬程177.5m；2#水泵实测流量79．22m3／h，实测扬程173．1m，3#水泵实测流量74．19m3／h，实测扬程183．8m，实测扬程均大于排水高度161．5m。
配备了zL一750型探水钻机2台，用于巷道掘进及其它地点超前探放水。
5．综合防尘系统
根据20##年8月21日国家煤及煤化工产品质量监督检验中心煤尘爆炸性检验报告，该矿5(4+5)号煤层煤尘具有爆炸性。因此，该矿井属有煤尘爆炸危险性矿井。
矿井建有完善的防尘管路洒水系统，地面工业广场建有消防水池，井下铺设有防尘管道。
井下各主要进、回风大巷按规定设置风流净化水幕，各转载点进行喷雾洒水，采煤机、掘进机设内外喷雾洒水装置，掘进工作面进行喷雾洒水，冲洗井壁巷帮、爆破喷雾、装岩(煤)洒水等综合防尘措施。
在主运输巷、回采工作面顺槽、掘进巷道等地点均设置了隔爆水棚。
6．矿井防灭火系统
20##年8月21日国家煤及煤化工产品质量监督检验中心煤层自燃倾向性鉴定检验报告，该矿5#煤层自燃等级为I级，为易自燃煤层。根据邻近矿井开采实践，煤层自然发火期6个月。
消防管路利用防尘系统的地面消防水池和防尘洒水管路，皮带运输机巷道每隔50m、其它巷道每隔l00m设置支管和阀门。
7．供电系统
该矿井供电电源为双回路，电源取自穆村110kv变电站35kv母线段和刘家山llOKv变电站35kv母线段，引入该矿35kv／10kv地面变电站，该站另有一台500KvA柴油发电机到井下采区变电所。本变电站室外安装29-8000／35kv／10.5kv容量为8000kvA主变压器2台和S9-400／10kv／0.4kv容量400kvA变压器2台，8000kvA主变压器一用一备，一台主变压器检修或故障停运后，另一台主变能保证矿井所用用电负荷正常运行。400kvA变压器一用一备，供给工业广场、生活区、办公楼等地点用点。变电站以双回路10kv电压电源供地面工业广场10kv变电所、主斜井井口房、主风机房、井下中央变电所和井下2#变电所用电，该矿井地面电压等级为10kv、380v／220v。
井下供电取自地面35kv／10kv变电站不同的母线段，双回路电源分别向中央变电所、2#变电所供电，中央变电所内设GCKY-1矿用一般高压真空配电装置14台，另有GKY-11矿用一般型低压配电装置9台，KBSG矿用隔爆干式变压器3台(KBSG-200／10kv一台、KBSG400／10kv两台)，所内动力变压后通过一般型低压配电装置向井底车场主水泵、南大巷皮带运输机、东上山绞车等负荷供电。
2，变电所、采区变电所向综采工作面、机掘工作面及采区其它负荷供电。2#变电所内设有BGP50-10型矿用隔爆高压真空配电装置14台，KBZ型矿用隔爆型选择性漏电保护低压真空开关12台，KBSG矿用隔爆干式变压器2台，其中局扇专用变压器一台，采区低压供电系统有短路、过负荷、漏电闭锁保护。
8．矿井提升、运输系统
主提升系统：主斜井提升采用DSP--DXS00大倾角带式输送机，功率280kw，控制系统采用KJD2A型矿用胶带输送机可编程(PLC)控制系统，对皮带起控制、检测与保护功能。
辅助提升系统：副立井安装2JK-2．5／20E 用提升机，功率132kw，装备一对一吨矿车单层单车罐笼，担负矿井升降人员、矸石提升及材料、设备下放等辅助提升任务，并有提升机超速、过卷、闸瓦磨损等联锁保护装置。
主运输系统：运输大巷采用1000mm 560kw×2和200kw×2带式输送机运输，皮带机具有综合保护装置。回采工作面采用40T刮板运输机。
辅助运输系统：采用调度小绞车牵弓l矿车运输材料。
9．通信系统、压风系统、人员定位系统和产量监控系统
矿井对外装有程控电话机，矿内行政及调度通信系统采用CTC-CIII型程控交换机，容量为256门，调度通信电话分布于井上各工区办公室、井下各条主巷道和硐室。
在地面工业广场空压机房安装3台GAll0-7．5型螺杆式空压机，2用1备，压风管路由副立井进入井下，再通过辅助运输大巷到达井底用风地点，压风机除电控装置带各种保护外，在气包上安装安全阀、释压阀等安全保护装置。
选用K卜128A型矿井人员考勤定位系统和BH-WTA型产量监控系统。
10．爆破器材储存、使用
井下设有爆炸材料库，炸药最大储存量1．4吨，雷管库最大储存量2752发。
该矿井下爆破选用的炸药是2号煤矿许用乳化炸药和矿用瞬发电雷管进行爆破，使用MFd-100型矿用发爆器引爆。
爆破所需的炸药及雷管数量由专职爆破工领取、登记。爆破工作结束后，爆破工核实炸药、雷管的消耗数量，并由班长签字后，由爆破工将剩余的炸药、雷管交到井下爆炸材料库办理退库登记手续。
三、矿井自然安全条件(重大危险源基本情况)
1．构造
(1)区域构造
该井田地处河东煤田离柳矿区西部，而河东煤田属鄂尔多斯盆地东部边缘，按地质力学观点，本煤田为祁吕贺山字型构造脊柱东侧盾地与东翼内带之间一沉积煤盆地，由于受各时期构造运动的影响，形态比较复杂，而东翼以北北东向的新华夏系构造为主。
(2)井田构造
该井田位于离柳矿区西部，三交一柳林单斜的中部。井田整体为一缓倾斜的单斜构造，地层走向从北至南，由北北东渐变为南北向，倾向由北西一西，倾角平缓，一般为5—10°。井田内有宽缓的小褶区，断层稀少，仅348号孔中遇断距很小的断层。地表及孔内均未见陷落柱。未发现岩浆活动。井田构造属简单类。
1)褶区
总体而言，该井田基本上是一向西倾斜的单斜构造。井田东北角表现为宽缓的波状起伏。5线以北地层走向基本为北北东，5线以南地层走向近南北向。仅在井田东部由底板等高线可看出发育有宽缓的褶区，地表未见。
2)断层
井田内断层不发育，仅在348号孔中遇见1条断层，断距为11m。井田内1个钻孔所遇断层：348号孔逆断层：断点深度417m，位于太原组L4石灰岩附近，断距11m。
3)节理
井田内节理共发育2—3层，x型共轭节理，由此可知井田内主应力方向应为北东一北北东向。
4)其它构造
该井田有滑坡地质现象，多发生在Q2及Q3地层中。井田内地表及钻孔均未见陷落柱。
在今后的采矿过程中要注意隐伏构造的存在，要严格遵守“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”方针。
总之，井田地质构造简单，为一类。
2．含煤地层
(1)含煤性
井田内主要含煤地层为山西组和太原组，共含煤16层，自上而下编号为01、02、03、1、2、4、5(4+5)、5、6．L、6、7、7下、8、9、10、11号。煤层总厚19.80m，含煤地层总厚156.20m，含煤系数12.7％，可采煤层有1、2、4、5(4+5)、6、8、9号7层，其中1号为零星可采煤层，2、6号为局部可采煤层，可采煤层总厚15.67m，可采含煤系数10.0％。
山西组含01-5下号8层煤，煤层总厚9.15m，地层总厚68.20m，含煤系数13.4％。可采煤层总厚7.83m，可采含煤系数11.4％。太原组合6上-11号8层煤，煤层总厚10.65m，地层总厚88.00m，含煤系数12.1％。可采煤层总厚7.74m，可采含煤系数8.8％。
(2)可采煤层
l号煤层赋存于山西组中上部，上距K4砂岩约24m，在全井田内为局部可采，但由于井田面积较大，在井田内的可采范围约为6.0km2，主要位于井田的中东部。见煤点厚度0-2.22m，平均0.92m。可采点厚0.70-1.55m，平均0.82m。含0-2层夹矸，结构较简单。顶板为泥岩或砂质泥岩，少数为细、粉砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或炭质泥山石。
2号煤层赋存于山西组中上部，上距K4砂岩约31m，在全井田内仅362号孔尖灭，井田东部外126号孔尖灭。见煤点厚度0-1．75m，平均1．03m。属薄一中厚煤层，平面上厚度变化是北部厚于南部。可采区主要位于7线以北。可采点厚0.71-1.75m，平均1.16m。不含或偶合1层夹矸，结构简单。顶板为泥岩或砂质泥岩，少数为细、粉砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或炭质泥岩。本层属大部可采的较稳定煤层。
5(4+5)号煤层位于山西组下部，煤厚1.69-6.32m，平均3.86m。井田内大部分地段与4号煤合并。合并区煤厚3.24-6.32m，平均4.37m。属厚煤层。北部335号孔最厚达6.32m，最薄为122号孔，厚3.24m。煤厚变化总趋势是西部厚于东部，东部厚度多小于4m。厚度大于5m者，中西部和北部有两小片。占主导地位的煤层厚度在4—5m间，分叉区煤厚明显小于合并区，厚1.69-3.75m，平均2.45m，属中厚煤层。东北角分叉区，由西往东厚度递减，规律明显。自东部往西部，煤层明显增厚。含夹石0—7层，多数为1-2层，夹石单层厚度0.02--0.60m，一般在0.06-0.20m之间，岩性以炭质泥岩和泥岩为主。顶板为中、细砂岩、砂质泥岩、泥岩。底板为砂质泥岩或泥岩，局部为细砂岩和粉砂岩。本层属全井田稳定可采煤层，是井田的主要开采对象。
6号煤层位于太原组上段中部，L5灰岩为其直接顶板，距下部8号煤层顶31.1 lm左右，煤层厚0.00-1.5 0m，平均为0.76m。可采煤层厚0.70-1.10m，平均为0.77m。为结构较简单，层位稳定的局部可采煤层。煤层顶板为灰岩，底板为泥岩、砂质泥岩。
8号煤层位于太原组中段中部，L1灰岩为其直接顶板，距下部9号煤层顶9.20m左右，煤层厚2.14-4.67m，平均为3.25m。为结构较简单，层位稳定的可采煤层。煤层顶板为灰岩，底板为泥岩、细粒砂岩、砂质泥山石。
9号煤层位于太原组中段下部，距太原组底部约26．1m左右，煤层厚1.70-5.98m，平均厚度为3.73m。一般含0-7层夹矸，夹矸厚0.15-0.20m，为结构中等一复杂，层位较稳定的可采煤层，煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩。
3．水文地质
(1)地表水
井田位于柳林泉域西北部，以东聚财塔断层以北，地势东高西低，被黄土大面积覆盖，冲沟两侧基岩出露，塬、梁、峁、丘广泛分布，属典型的黄土丘陵地貌，黄土常形成陡崖、残柱、陷穴、天桥等微地貌。
黄河从井田外西部300m从北往南流过。湫水河从井田西北部穿过，流经井田长约6.5km，河谷宽约200m左右，河流两岸分布1-2级阶地，据林家坪观测站资料，多年平均流量为3.216m3／s，沿途经沟谷季节性水流的补给，由北向西南于临县碛口镇汇入黄河。
井田内无常年性河流，仅在雨季时有短暂洪水从地表沟谷中流出，向西北或西南最后汇入黄河。井田内各含水层的补给来源主要为大气降水。各含水层均沿裂隙、岩溶向深部迳流或以泉水形式排泄。井田内地形最高点位于井田东北部，标高1059.5m。最低点位于井田西南标高652.70m。最大相对高差406.8m，一般相对高差100-150m。地表迳流较快，不易积水。
根据临县气象站资料，本区平均年降水量为497.3mm，集中在7、8、9月份，占全年降水量的70-80％。
黄河与锹水河从井田西一西北缘流过，河床标高为+650m，9号煤层在河流流经处标高为+220m，河底与煤层间距达430m，经计算在一般情况下，河下采煤是安全的。
(2)含水层
1)中奥陶统石灰岩岩溶裂隙承压含水层组
①上马家沟组
根据区域资料，本组厚约228m，岩性以石灰岩、泥灰岩为主，岩溶发育，多为蜂窝状溶孔，连通性好，溶孔直径一般为1—6cm，含水层具有较好的连续性和稳定性。钻孔揭露本组时，大量涌水或漏水，为井田和区域最主要的含水层。井田北外侧311号孔揭露本组45.55m，放水试验单位涌水量达0.82L／s·m。另外本组和峰峰组进行了4次混合放水试验，地下水主要来自本组。其中114、133、356号孔抽放水试验单位涌水量分别为0．86、0．32和0.979L／s·m，102号孔单位涌水量为0.031L／s·m，从平面上来看，井田内本组富水性强，且均一；从垂向上来看，富水性不随深度增加而减弱。
井田位于柳林泉域西北边界的深埋区，为奥灰岩溶水弱径流一滞流区，地下水径流条件差，水交替缓慢，长期水溶滤作用，使地下水中各种离子含量较高。本组水质为c1一Na型，矿化度3．398g／L一5．008 g／L，硬度为1722．85—3799．03mg／L，为极硬的咸水。由以上分析可确定本组为富水性强、矿化度高，含F一及H2s气体的C1一Na型古封存水。
②峰峰组
本组在井田东部外围出露，平均厚度119.54m。由石灰岩、泥灰岩、石膏、膏岩带、白云质灰岩及角砾状灰岩组成。以石灰岩为主要含水层。含水层以溶孔、溶蚀裂隙为主，溶孔常呈孤立状，方解石簇晶呈半充填状态，岩溶发育规律是浅埋区强于深埋区，富水性亦如此，深部311、325号孔单位涌水量为0.0089和O．00038 L／s·m，富水性弱。浅部的359号孔，单位涌水量为O.082L／s·m，富水性相对较强。奥陶系上部古风壳的发育使得顶部含水层石灰岩中多充填有黄铁矿、铝质泥岩和泥岩，从而大大影响了其富水性。总体来看，本组富水性弱。
井田内地下水径流条件差，呈滞留状态，水交替缓慢，长期溶虑作用，
使地下水背景值较高，本组水质为SO4.C1一Na到，矿化度为2.118—2.212
g／L，为较硬的咸水。奥灰水水位标高一般为801.26—805.80m。就水位资料来看，地下水流场难以确定，但总趋势自北向南排向柳林泉。
2)石炭系上统太原组石灰岩裂隙岩溶承压含水层组
本组石灰岩在井田东部外围沟谷中出露，由东向西埋深逐渐增大。含水层为L1一L5石灰岩。受出露条件的限制，含水层富水性不均一，地下水仅在浅部具较强的富水性，而在深埋区，岩溶裂隙不发育，溶孔连通性差，故地下水富水性弱。井田东部103、359号孔，抽水试验单位涌水量分别为1.218L／s·m和0.041L／s·m。井田南部边界外柳林县吉家塔镇煤矿，井筒施工揭露L5和L4石灰岩，涌水量约20—30L／s，本组在浅部富水性较强。浅埋区钻孔钻进揭露本组后，钻孔均发生明显的涌漏水现象，也可说明这点。在深埋区的325孔，单位涌水量为0.00078L／s·m，说明含水层富水性弱。本组水位标高71 8.95-833.01m，地下水由东向西或向西南深部缓慢运移。水力梯度约为0.015。本组水质类型为HCO3·C1一Na型，矿化度0.634-1.272g／L，井田北部硬度为1O.84-44.44mg／L，为软的徼成水，而在井田中部至南部，硬度为142.24-713.80mg／L，为较硬的微成水。
3)二叠系下统山西组砂岩、裂隙承压含水层组
本组在井田东界外围出露，含水层主要由K3及S4-S5等砂岩组成，岩性为细一粗粒砂岩，厚度变化大，裂隙不发育，钻孔钻进本层，回次水位及冲洗液消耗量均无明显变化，325、343、359号孔抽水试验单位涌水量分别为干孔、0.000285、0.0035L／s·m，表明本组富水性弱。5号煤(4+5号煤)顶板砂岩为直接充水含水层，厚0.8—16.4m，厚度极不稳定。山西组水位标高739.51-831.63m，富水性极弱，水质类型为HCO3·C1一Na·Mg型，矿化度1.007-1.443 g／L，为软的微咸水。
4)二叠系石盒子组砂岩裂隙承压含水层组
①下石盒子组
本组在井田东缘一带出露，由长石石英砂岩、石英砂岩、粉砂岩、砂质泥岩和泥岩组成，其中K4砂岩较稳定，平均厚5.39m，砂岩裂隙较发育，但由于开启性差，且多被方解石脉充填，受补给条件陷制，井田内富水性弱，343号孔本组抽水试验，单位涌水量0.0010L／s.m，渗透系数0.0026m／d，矿化度1.024g／L，为较软的微成水，水质类型为HCO3·c1一Na
②上石盒子组
本组在井田内沟谷中广泛出露，含水层有数层砂岩，岩性以中、粗粒砂岩为主，砂岩厚度大，稳定分布，浅部构造裂隙、风化裂隙发育，并以构造裂隙为主，向深部裂隙发育程度逐渐减弱，钻进至本组普遍涌水或漏水，说明本组富水性稍强。本组在浅部接受大气降水补给，形成无压潜水或上层滞水，形成众多小流量泉水，由于基岩补给性能差，贮水系数小，虽然泉数量多，但一般流量小于O.5L／s，356号孔本组抽水试验，单位涌水量为0．034L／s·m，渗透系数0.29m／d。矿化度1．1 44g／L，水质类型为C1．HCO3一Na型。
5)第四系砂砾石孔隙潜水含水层
第四系中更新统砂砾石层分布于沟谷两侧，砾石成分主要为石灰岩、砂岩，松散状未胶结，含孔隙水，沟谷切割含水层时可形成泉，一般泉水流量很小。下部基岩风化带含水微弱。
第四系全新统主要成条带状，分布于湫水河河谷，为近代河流冲、洪积层，砂砾石层厚度一般小于10m，易接受大气降水和河流入渗补给，形成孔隙潜水含水层，是湫水河沿岸居民用水的主要来源。水质类型为HC01·SO4-Na·ca型，矿化度1.024g／L，水质良好。
(3)地下水的补给与排泄
1)补给条件
大气降水是井田内所有地下水的主要补给源。奥陶系碳酸盐岩大面积裸露最易受大气降水补给。其他基岩含水层受出露条件、厚度、埋藏条件、岩溶、裂隙发育程度、地形坡度等影响，补给条件不太好，第四系全新统Q4冲洪积层地下水位浅，透水性好，易接受大气降水和河流线状补给，补给条件较好。
2)径流条件
井田位于柳林泉域西北部，受单斜构造控制，基岩含水层的岩溶裂隙发育程度，连通性随地层深埋的加大越来越差，决定了地下水从浅部到深部径流强度越来越小，径流条件愈来愈差。井田奥灰岩溶水为弱径流一滞留区，第四系全新统砂砾石层透水性强，径流条件好。
3)排泄条件
①奥陶系岩溶水
泉域内柳林泉为其主要排泄区，因岩溶发育及补给区与排泄区高差大，故排泄条件良好。
②石炭系岩溶、裂隙及二叠系裂隙水
受单斜构造控制，地下水排泄条件差，主要途径为：
A、在河道和沟谷两侧以泄流和泉的方式排泄，多见于石盒子组。
B、人工排泄：矿井人工排水，水井取水及钻孔自流井。
c、由浅埋区向深埋区缓慢径流，或由浅部向深部运移渗透。
③第三系、第四系孔隙水
第三系上新统和第四系中更新统砂砾石层孔隙水，受地形条件限制，经短途径流，立即排泄到河道或渗入下伏基岩裂隙中，地下水动态类型为渗入径流型。
第四系全新统孔隙潜水，主要顺河流向下游径流排泄，其次是蒸发排泄、向下伏基岩入渗、人工排泄，地下水动态类型为渗入一径流型。
(4)隔水层
1)奥陶系峰峰组下段岩性为石膏、膏岩带、泥灰岩、白云质灰岩、角砾状灰岩，该段岩石一般致密完整，构成峰峰组含水层与下伏上马家沟组含水层之间相对隔水层。
2)9号煤底板一奥灰顶面之间岩层厚43.20-74.15m，平均51.80m，该段岩性为细砂岩、泥质岩类、石灰岩、铝土岩，裂隙不发育，硅、铁质胶结的K1细砂岩及泥晶灰岩、铝土岩抗压强度较高，泥质岩类具较好的隔水性，这些岩层的组合，构成9号煤底板一奥灰顶面之间隔水层。
3)5号或5(4+5)号煤底板至L5灰岩面之间岩层厚17.92-30.60m，平均23.38m。岩性主要为泥质岩类及K3中、粗粒砂岩。K3中、粗粒砂岩，泥质胶结，较完整，构成5(4+5)号煤与太原组石灰岩含水层之间相对隔水层。
4)石炭系中统本溪组泥岩隔水层
根据揭露本组的17个钻孔资料，厚度为21.9-33.6m，平均27.3m。岩性以泥岩、粘土岩、铁铝岩为主，夹薄层石灰岩，隔水性能较好，是层煤与奥陶系岩溶水间重要的隔水层。
5)二叠系中统上、下石盒子组泥岩隔水层
本组隔水层厚度较大，由数层泥岩和砂质泥岩组成，垂直分布呈平行复合式结构，裂隙不发育，为山西组顶部的隔水层，对松散岩类孔隙水与风化裂隙水的下渗起着良好的隔水作用。
上述隔水层的存在，使各含水层处于独立系统。抽水试验表明各含水层段水位不同。
(5)井田水文地质类型
井田内山西组主要可采煤层为2、5(4+5)号煤。煤层在井田内为中一深埋区，主要可采煤层5(4+5)号煤顶板砂岩为直接充水含水层，含水层埋藏深，地下水补给条件差，富水性弱。并且各含水层之间均有沉积稳定的隔水层，形不成水力联系。井田东部外围生产矿井富水性均很弱，结合井田内山西组抽水试验确定2、5(4+5)号煤层矿床属二类一型，即水文地质条件简单的裂隙充水矿床。
(6)构造对井田水文地质条件的影响
井田内断层不发育，井田内1个钻孔所遇断层，断距一般11m，井田内延伸长约500m。从348钻孔可知，断层破碎带上部岩芯紊乱、破碎、胶结较差，冲洗液消耗量也明显增大，下部岩芯胶结较好。井田内山西组主要可采煤层标高全部低于奥陶系岩溶水位标高。在断层附近，岩层破碎，很可能成为地下水的通道，是地下水赋存的有利地段，再则区内岩溶水水位均高出批采煤层，一旦断层导水，岩溶水就会涌入煤系地层。因此在开采煤层时，应加强对断层的观察，在断层两侧应留足保安煤墙，在穿越断层开采时，应对断层两侧提前进行水泥砂浆灌注，并请有关部门进行论证。一定要先做探放水工作，而后通过，以防断层导水使岩溶水涌入矿坑造成水害。开采时应弓l起重视。
(7)矿井涌水量
该矿开采5(4+5)号煤层，生产能力45万t／a时，矿井正常涌水量为250m3／d，最大涌水量300m3／d，采用富水系数比拟法预计生产能力达90万t／a时，正常涌水量为500m3／d，最大涌水量600m3／d．
4．其它开采技术条件
矿井瓦斯涌出量：20##年瓦斯等级鉴定结果，瓦斯绝对涌出量为2.58m3／min，相对涌出量2.54m3／t，经山西省煤炭工业局批复为低瓦斯矿井。
煤尘爆炸性和煤层的自燃：经国家煤及煤化工产品质量监督检验中心鉴定该矿5(4+5)#煤层煤尘具有爆炸性，煤层自燃等级为I级，为易自燃煤层。
煤层顶底板：5#煤层顶底板岩性一般以泥质岩为主，其余为粉砂岩及细一粗粒砂岩，顶底板岩石厚度变化较大1—10m。顶板为砂质泥岩，中砂岩，半坚硬的岩石，底板为细、粉砂岩，砂质泥岩，泥岩，属软弱的岩石。可视为普通底板。
冲击地压：井田煤层开采至今未发现有地压异常现象。
地热：根据矿方提供资料及邻近矿井开采情况，该矿井为地温正常区。
第二章 重大危险源辨识
重大危险源是指长期地或者临时地生产、搬运、使用或者储存危险物品，且危险物品的数量等于或者超过临界量的单元。煤矿重大危险源与其它工业领域存在很大不同，由于煤矿生产环节多、条件复杂多变，不能简单的单凭某些条件进行认定，需要对重大危险源进行定期检测、评估和监控。
本次对煤矿重大危险源辨识，首先通过对煤矿的地质报告、瓦斯等级鉴定报告、煤层自燃倾向性、煤尘爆炸性等基础性、法定性的技术资料和检测资料进行审核，对上述资料的时效性、针对性以及真实性进行认真细致的分析，再结合周边相邻矿井以及该矿井开采实际，最终确定是否为重大危险源。即在采纳鉴定结果的同时，对鉴定单位的鉴定能力、鉴定结果的真实性、可靠性及其合法性进行审核和认定，剔除一些人为因素，使重大危险源辨识和认定更加科学、合理和可靠。
第一节 重大危险源的判定依据
一、瓦斯
该矿20##年瓦斯等级鉴定是由矿方自行进行，由山西省煤炭工业局审批，批准文号：晋煤安发【2008】1119号。鉴定结果：瓦斯绝对涌出量2.58m3／min，相对涌出量2.54m3／t，批复为低瓦斯矿井。现将该矿的瓦斯等级鉴定报告审核及批复审核情况细述如下：
由于该矿未提供20##年瓦斯等级鉴定报告，无法对其鉴定时间、测定内容、测点选择、测定结果汇总以及鉴定报告内容的合理性、规范性、可靠性进行审核和评定。
2．鉴定单位和审批程序：瓦斯等级鉴定由矿方自行组织进行，鉴定报告上报山西省煤炭工业局，20##年12月批复。程序合法。
3．20##年瓦斯等级鉴定由山西煤矿设备安全技术检测中心进行，鉴定结果：矿井绝对瓦斯涌出量8.06m3／min，相对瓦斯涌出量2.83 m。／t，属低瓦斯矿井，鉴定报告已上报省煤炭工业局，待批复。
综合上述，只能以20##年瓦斯等级鉴定批复为准，将其做为重大危险源的判定依据。
二、煤与瓦斯突出
1．该矿20##年瓦斯等级鉴定经山西省煤炭工业局晋煤安发【2008】1119号批复为低瓦斯矿井，不属煤与瓦斯突出矿井。
2．经现场调研，煤层不曾发生过瓦斯动力现象，在地质报告及其它资料中也未描述煤层瓦斯压力情况。
3．该矿邻近矿井均未发生过煤与瓦斯突出。
综上所述，该矿无煤与瓦斯突出。
三、煤尘爆炸性
1．根据20##年由国家煤及煤化工产品质量监督检验中心提供的煤尘爆炸性检验报告，该矿5(4+5)#层火焰长度为210mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量75％，煤尘具有爆炸性。
2．该矿现采5(4+5)#煤层。
3．国家煤及煤化工产品质量监督检验中心有合法检测资质。
综合上述，煤尘爆炸性检验报告合法有效，结果真实可靠，可作为重大危险源的判定依据。
四、水文地质条件
根据《煤矿防治水规定》(安监总局28号令)矿井应对本单位的水文地质情况研究，编制矿井水文地质类型划分报告，并确定本单位的矿井水文地质类型矿井水文地质类型划分报告由煤矿企业总工程师负责组织审定，但该矿还未开展此项工作，因此仅能依据山西省煤炭地质公司20##年2月提交的《山西美盛物资贸易邓家庄煤矿机械化采煤升级改造矿井地质报告》，该矿5(4+5)#煤层水文地质类型简单，8#、9#煤层水文地质类型为中等。矿井水文地质类型属简单。
山西省煤炭地质公司有煤炭地质勘查资质。
该地质报告经山西省煤炭工程项目咨询评审中心于20##年8月27日组织专家进行评审。山西省煤炭工业局批复如下：井田地质研究程度达到了勘探阶段，可作为矿井生产建设的地质报告。
因此，《山西美盛物资贸易邓家庄煤矿机械化采煤升级改造矿井地质报告》中的水文地质条件属简单类型结论可以采信，可作为水文地质条件重大危险源的判定依据。
五、煤层自然发火
1-根据20##年8月21日由国家煤及煤化工产品质量监督检验中心提供的煤层自燃倾向性鉴定检验报告，该矿5(4+5)#煤层自燃等级为I级，为易自燃煤层。
2．该矿现采5(4+5)#煤层。
3．国家煤及煤化工产品质量监督检验中心有合法检测资质。
4．该矿没有提供煤层自燃发火期数据，各种资料也没有查到该数据，但为安全起见，参考省内各矿数据，一般易自燃煤层自然发火期均不超过六个月。
综合上述，煤层自燃倾向性鉴定检验报告合法有效，结果真实可靠，煤层自然发火期6个月可作为重大危险源的判定依据。
六、煤层冲击倾向性
1．生产地质报告中描述：井田煤层开采至今未发现有地压异常现象。
2．在开采实践中，未发现煤层有冲击地压现象。
3．另在邻近矿井未发现有冲击地压现象。
4．该矿没有进行过煤层冲击倾向性鉴定。
根据上述情况，初步认定该矿目前暂无冲击地压倾向。
七、顶板
5(4+5)#煤层顶板为砂质泥岩，中砂岩，在开采中顶板能够自行垮落，不需进行人工强制放顶。
八、其它自然因素
爆炸材料库：井下炸药库炸药最大储存量1.4t，雷管库最大储存量2752发。
第二节 重大危险源的判定条件
根据《关于在全省井工煤矿开展重大危险源辨识评估和监控管理工作的通知》(晋煤执发[2009]272号)文件中煤矿重大危险源的判定条件，属于下列情况之一的井工开采矿井为存在重大危险源矿井：
1．高瓦斯矿井；
2．煤与瓦斯突出矿井；
3．有煤尘爆炸危险的矿井；
4．水文地质条件复杂的矿井；
5．煤层自然发火期<6个月的矿井；
6．煤层冲击倾向为中等及以上的矿井；
7．开采工作面存在不易垮落必须经人工强制放顶的坚硬顶板矿井；
8．其它自然因素下影响煤矿安全的重大危险源。
爆炸材料库：工业炸药的临界量：50吨，雷管的临界量：1吨。
第三节 重大危险源的认定
根据上述判定条件，结合本章第一节重大危险源的判定依据，东辉集
团邓家庄矿重大危险源认定如下：
1．根据20##年晋煤安发【2008]1119号文，该矿为低瓦斯矿井，不构成重大危险源；
2．该矿无煤与瓦斯突出，不构成重大危险源；
3．现采5#(4+5)#煤层煤尘具有爆炸性，构成重大危险源；
4．该矿水文地质条件简单，不构成重大危险源；
5．现采5#(4+5)#煤层自然发火期6个月，构成重大危险源；
6．该矿无冲击地压倾向，不构成重大危险源；
7．开采工作面顶板易垮落，不需进行强制放顶，不构成重大危险源；
8．该矿爆炸材料库储存炸药1.4t，远小于50吨，雷管库储存雷管
2752发，小于1吨，因此，不构成重大危险源。
综上，认定该矿存在煤尘爆炸、自然发火两类重大危险源。
这里需要说明的是，该矿虽为低瓦斯矿井，不构成重大危险源，但不能排除因构造、水文等地质条件的变化，造成局部瓦斯涌出骤增，发生瓦斯爆炸事故的可能。尤其是揭露煤层的掘进工作面发生瓦斯爆炸事故的危险性更大。另根据事故统计，低瓦斯矿井发生瓦斯爆炸事故的比例很高。因此尽管该矿为低瓦斯矿井，而瓦斯爆炸事故一旦发生，会造成人员的大量伤亡和财产的巨大损失，因此建议将瓦斯也应列为该矿的重大危险源。
总之，应将煤尘、自燃、瓦斯三类危险源作为该矿的重大危险源进行监控管理。
第三章 危险、有害因素的辨识与危害程度
由于重大危险源在意外状态下可能造成严重的后果，为此我们运用安
全系统工程理论中的事故树分析法对煤尘爆炸、自然发火、瓦斯爆炸事故
等分别进行了系统分析，找出了导致事故发生的直接原因、间接原因和根
本原因，亦即导致事故发生的最基本的危险、有害因素，这些危险、有害
因素就是我们安全工作中应努力消除的事故隐患。
尽管该矿的水文地质条件简单，不属重大危险源，但鉴于矿井水灾的
复杂性和危害性以及顶板事故的多发性。因此，本章对矿井水灾事故和顶
板事故也进行了危险、有害因素的辨识与分析。
第一节 瓦斯爆炸事故危险、有害因素辨识与分析
一、辨识方法及过程
1．系统安全分析
结合历年多起瓦斯爆炸事故案例，我们对弓I起瓦斯爆炸的直接原因、间接原因和根本原因进行了事故树分析，找出了弓I起事故发生的危险、有害因素。事故树分析详见附图1。
(1)求最小割集
通过对事故树的结构分析，可得出事故树的结构函数：
T=｛ [（X1+X2+X3）（X4+X5+X6+X7+X8）]+X9+X10+X11+X12+[(X13+X14)
(X15+X16+X17)]+X18｝｛X19+[X20(X21+X22)]+X23+X24+X25+X26+X27X28+X29+X30
+X31+X32+X33+X34+X35+X36+X37+X38+X39+X40+X41+X42+X43+X44｝(X45+X46
+X47+X48+X49+X50+X51+X52+X53+X54+X55+X56+X57+X58+X59)
将结构函数展开，可求出最小割集9360组，即：
34页
35页
36页
评估组于20##年5月24日对该矿井上下进行了现场检查。
（1）地面查阅
1）查阅了矿井通风管理的各项规章制度、安全技术措施以及各种通风报表和管理台帐；
2）通风安全仪器、仪表的配备、使用和维护情况；主要通风机性能测定报告，矿井通风阻力测定报告，矿井反风演习报告。
3）查阅了矿井瓦斯等级鉴定批文，有关矿井瓦斯管理的 各项规章制度，操作规程，瓦斯检查手册，瓦斯日报 ，以及瓦斯检查仪器的配备和校验情况。
4）对地面配电室、供电线路、变压器、避雷装置、图纸、资料和各项机电管理制度、电气操作规程、机电设备的运行、检修登记情况进行了检查。
5)查阅了有关矿井爆炸材料管理的各种规章制度、安全技术和操作规程等，检查了地面爆炸材料库。
(2)井下现场检查
1)对该矿的通风系统、局部通风以及通风设施和设备进行了井下检查。
2)对该矿的瓦斯检查和管理、安全监控系统进行了井下检查。
3)对该矿井下供电系统、电气设备及其保护、照明及明火管理等进行了现场检查。
具体检查情况见下表。
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二、危险、有害因素危害程度分析
1．重大危险源自身危险性分析
(1)事故的危险性分析
从所求的最小割集个数可以看出，瓦斯爆炸事故发生的可能途径共有9360种，而每个最小割集中所含基本事件的个数最多才5个。所以只要其中的某几个基本事件发生，此事故就发生。如当x1-瓦检员脱岗，x4-没有瓦斯自动检测仪，瓦斯超限没有检测出；x19-巷道贯通调风不及时，造成瓦斯积聚达爆炸浓度；x45-吸烟，造成明火；这几个基本事件发生，就会导致瓦斯爆炸事故的发生。
(2)事件危害程度分析
从所求结构重要度看，X9，x10,X11,X12,X13,X14,X15,X16,X17,X18事件结构重要度最大，X1，X2，X3，次之，因此，选择控制措施时应首先考虑包含这些基本事件的最小径集。
2．现场检查结果分析
(1)瓦斯检查与管理
该矿20##年进行了瓦斯等级鉴定，矿井有较完善的瓦斯检查制度，按规定配备了瓦检员和光学甲烷检测仪，并对光学甲烷检测仪定期检定，主要负责人和安全管理人员及队组长等下井时佩戴便携式甲烷检测报警仪，且执行了瓦斯检查制度和矿长、技术负责人瓦斯日报审查签字制度。
(2)安全监控
装备了KJ70N型安全监控系统，分站设置和传感器数量、种类满足矿井需要，系统运行可靠，并能够定期对传感器进行调校。掘进工作面安设了“风电"、“瓦电’’闭锁装置和“双风机、双电源”自动切换装置，回采工作面安设了甲烷断电仪。
采煤机装设有机载式甲烷检测报警断电仪。
(3)通风系统
该矿现有一个生产采区，一个综采工作面、一个备用工作面、两个综掘工作面和一个开拓工作面。矿井总供风量大于实际需风量，满足矿井生产需要；开拓工作面和炸药库实现了独立的通风，各用风点风量、风速符合《规程》要求；矿井、采区和采掘工作面的供风能力满足安全生产要求；矿井建立了测风制度和测风台帐；按规定进行了通风阻力测定。
(4)局部通风
局部通风采用FBDN06.O／2×18.5kw局部通风机，功率2×18.5kw，各掘进工作面均使用“双风机、双电源"，并有自动切换装置；风筒采用阻燃、抗静电风筒。局部通风机和风筒的安装及使用符合有关规定。
(5)通风设施和设备
该矿井各类通风设施较齐全可靠，基本能够保证通风系统的稳定运行；采空区、报废巷道使用不燃性材料及时封闭；主要通风机按照规定进行了性能检测，结果符合要求；主要通风机反风设施齐全，20##年进行了矿井反风演习。
(6)爆破作业
持有《爆炸物品使用许可证》，并遵守《中华人民共和国爆炸物品管理条例》，有柳林县公安局核定使用炸药、雷管的批复；井下爆破器材按照矿井瓦斯等级选用煤矿许用炸药、电雷管和专用爆破器；有健全的火工品领退、使用、存放和运输制度；井下爆破作业能够遵守规程有关规定。
(7)照明及明火管理
矿灯选用国家煤矿安全监察局规定的按新版国家标准制造的并有煤安标志的新型矿灯；井下未发现明火、明电操作。井下照明和信号装置采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电，照明电压127V。
(8)电气设备及其保护
井下电气设备的保护接地、接地装置和局部接地装置均符合规程规定；
井下低压馈电线上装设有检漏装置，与低压配电开关配合起漏电保护作用；井下电气设备的选型符合防爆要求，过流、接地及漏电保护装置齐全、可靠；井下电缆的选型、敷设、接头、连接及吊挂符合《煤矿安全规程》规定；现场未发现井工煤矿禁止使用的设备。
三、存在的主要问题
1．通风系统不独立、不稳定、不合理、不可靠，存在重大隐患，主要体现在以下几方面：
(1)15202综采工作面、15200轨道顺槽掘进工作面都没有形成独立通风系统：
1)15202综采工作面的回风巷(皮带巷)、15200掘进巷直接与西回风大巷连通，如其上风侧15206备用工作面或西轨道大巷开拓工作面发生灾变，15202皮带巷和15200轨道巷掘进面人员如何撤离?15202皮带巷人员还能进入15202轨道进风巷，那15200轨道巷掘进面人员又如何撤离呢?这是其一。
2)15202皮带巷巷口和15200轨道巷斜巷口，各设置两道正向风门，本意是为这两个工作面服务，但事实却变成整个西采区的通风设施，如果这两组风门任一组风门失效，亦即同时敞开发生风流短路，整个西采区的进风都将由此进入西回风大巷，导致整个西采区采掘工作面无风可供，影响的不仅仅是15202综采面或15200轨道巷掘进面，将采掘面通风设施人为的变成整个采区的通风设施，这是这两个采掘工作面没有形成独立通风系统的第二个证据。此外，如将上述两组风门作为整个西采区的通风设施，也应各设置两组正反连锁的四道风门，而不是两道，即使如此，也没有解决采掘独立通风问题。15206备用工作面与此类似。
3)15206备用面回风和西大巷掘进回风均经过15202皮带巷和15200轨道巷工作区域，如上述前方工作地点排放瓦斯或气体超限，如何保证安全。
(2)通风系统风流不稳定
15202皮带回风巷、15200轨道巷均没有设置调节风门，完全依靠自然调节，而实际上也无法安设调节风门，因上述两巷均有皮带运输机，人员出入频繁，采掘面风量都无法调节，如何能保证风流的稳定?如果调风，在哪儿调?如何调?这时问题就暴露无遗。
(3)通风系统不可靠
上述通风系统的存在不仅造成采掘面通风系统的不独立、不稳定，而且也并没有减少通风设施和巷道的工程量，恰恰相反，却增大了通风设施的工程量，尤为严重的是通风设施的管理更为复杂，更为困难，如51200轨道巷掘进面通风系统，在安装局扇处为使风流不短路，只能砌筑密闭，将局扇固定在密闭墙外，这严重违犯了局部通风必须有全风压进风进入到回风巷的规定，为了行人，只能再开斜巷，再安装风门，其次为了解决皮带运煤，在西大巷的主要进、回风联络巷采用四处漏风的挡风帘作为控风设施，能可靠吗?
(4)通风系统不合理
1)15200皮带掘进巷回风采用回风立眼方式，而西皮带大巷和西轨道大巷与回风立眼之间没有任何控风措施，关键是该回风立眼如何测风?如何调控风?如控风不当，大量无效风将由此短路，将影响整个采区供风。
2)15202综采面将皮带运输设在回风顺槽也不合理。尤其是该矿通风系统存在诸多问题情况下尤为不适，理由有两点：①该矿上隅角瓦斯经常超限，回风顺槽瓦斯也较大，皮带运输巷电气设备较多，要求在回风侧所有电气设备处都必须设置甲烷传感器并能在超限时自动断电，而该矿在瓦斯监测监控管理上恰恰存在不少问题；②皮带巷中在主要进、回风联络巷中的严重漏风如何解决?
总之这种不独立、不稳定、不可靠、不合理的通风系统，有一处发生问题，都将造成整个采区风流波动，牵一发而动全身，对煤矿安全是个巨大威胁，急需尽快改变、消除。
2．15202皮带巷两道风门不闭锁。在皮带上方安设风门本身已造成很大漏风，若两道风门不闭锁，同时打开，必将造成风流短路，使用风点无风或者微风。
3．西采区主要进回风大巷没有贯穿整个采区，就布置工作面匆忙生严。
4．15202工作面回风巷处甲烷传感器已失效，失去检测功能，而人工检查此处甲烷浓度已接近1％。
5．15202运输顺槽回风巷道安装有多台电气设备，其上风侧均未安装甲烷传感器。
6．检查时15202工作面上隅角cH4浓度达到2.97％，严重超限，无积聚处理记录。
7．中央变电所、水泵房没有瓦斯检查记录。
第二节 煤尘爆炸事故危险、有害因素辨识与分析
一、辨识方法及过程
1．系统安全分析
结合历年多起煤尘爆炸事故案例，我们对引起煤尘爆炸的直接原因、间接原因和根本原因进行了事故树分析，找出了引起事故发生的危险、有害因素。事故树分析详见附图2。
(1)求最小割集
最小割集为能导致顶上事件发生的最起码的基本事件的集合，它越多，事故发生途径越多，事故就越易发生。经计算矿井煤尘爆炸事故的最小割集数为602个，最小割集中所含基本事件个数最多5个。
(2)求最小径集
经计算采煤工作面煤尘爆炸事故的最小径集共有6个，其中任何一组最小径集的基本事件都不发生，顶上事件就不可能发生，因此，有4条控
制途径可使煤尘爆炸事故不发生
P1=｛X1｝
P2=｛X2｝
P3=｛X3，X4，X5，X6，X7，X8，X9，X10，X11，X12，X13，X14，X15｝
P4=｛X3，X4，X5，X6，X7，X16，X17，X18｝
P5=｛X3，X4，X5，X6，X7，X16，X17，X18｝
P6=｛X22，X23，X24，X25，X26，X27，28｝
(3)结构重要度分析
从所求的最小径集可以判断出，其基本事件结构重要度排序如下：
Iφ(1)= Iφ(2)> Iφ(3)= Iφ(4)= Iφ(5)= Iφ(6)= Iφ(7)> Iφ(22)= Iφ(23)= Iφ(24)= Iφ(25)= Iφ(26)
= Iφ(27)= Iφ(28)> Iφ(16)= Iφ(17)= Iφ(18)= Iφ(19)= Iφ(20)= Iφ(21)>Iφ(8)= Iφ(9)= Iφ(10)
= Iφ(11)= Iφ(12)= Iφ(13)= Iφ(14)= Iφ(15)=
煤尘爆炸事故的主要危险、有害因素详见下表
3—2煤尘爆炸事故的危险、有害因素
2．编制安全检查表，并进行现场检查
在事故树分析基础上，将引起煤尘爆炸事故的相关基本事件作为检查内容，对应《煤矿安全规程》相关条文，编制有针对性的安全检查表。评估组于201O年5月24日对该矿井上下进行了现场检查。
(1)地面查阅
查阅了有关综合防尘管理的各项规章制度、安全技术措施、巷道冲洗记录、测尘记录和报表。查看了地面防尘静压水池。
(2)井下现场检查
对该矿的综合防尘系统、防尘设施、隔爆设施等进行了井下检查。
具体检查情况见下。
二、检查结果分析
1.重大危险源自身危险性分析
(1)事故危险性分析
从所求的最小割集个数可以看出，煤尘爆炸事故发生的可能途径共有602种，而每个最小割集中所含基本事件的个数最多才5个。所以只要其中的某几个基本事件发生，此事故就发生。如当x3一巷道未定期清扫积尘导致巷道浮沉浓度达爆炸界限、x1一煤尘本身具有爆炸性、x2一氧气达到爆炸浓度、x32一有放炮火源，这几个基本事件发生，就会发生煤尘爆炸事故。由于最小割集中基本事件个数越少，事故越容易发生，加之事故发生路径比较多，所以，危险性很大。
(2)事件危害程度分析
从所求结构重要度看，虽然x1，x2事件结构重要度最大，但它们都是自然因素，难以改变。其次，x3，x4，x5，x6，x7这些事件结构重要度较大，因此，选择控制措施时应首先考虑包含这些事件的最小径集。
2．现场检查结果分析
该矿制定了综合防尘措施、预防和隔绝煤尘爆炸措施及管理制度。
(1)防尘系统
该矿建立了矿井防尘供水管路系统，矿井主要运输巷、回风巷、采掘工作面及其进回风顺槽均敷设了防尘供水管路，并按要求设置了支管和阀门。
(2)防尘措施及设施
在所有产尘的作业地点安设喷雾、洒水装置；主要运输巷、回风巷安设净化水幕；采煤机、掘进机安装内、外喷雾装置；定期冲刷巷道。
(3)隔爆设施
在规定地点均安装了隔爆设施，除660轨道巷，西轨下山巷隔爆水棚水量不足外，其它隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量符合规定要求。
三、存在的主要问题
1．没有进行生产性粉尘检测。
2．15202工作面皮带顺槽没有设置风流净化水幕。
3．660轨道巷，西轨下山巷隔爆水棚水量不足。
第三节 煤层自燃事故危险、有害因素辨识与分析
一、辨识方法及过程
1．系统安全分析
结合历年多起内因火灾事故案例，我们对引起矿井内因火灾的直接原因、间接原因和根本原因进行了事故树分析，找出了引起事故发生的危险、有害因素。事故树分析详见附图3。
(1)求最小割集
最小割集为能导致顶上事件发生的最起码的基本事件的集合，它越
多，事故发生途径越多，事故就越易发生。经计算矿井内因火灾事故的最
小割集数为90个，割集中所含基本事件个数最多4个。
（2）求最小径集
经计算矿井火灾事故的最小径集共有7个，即：
P1=｛X1｝
P2=｛X2，X3，X4，X5，X6，X13｝
P3=｛X2，X3，X4，X5，X6，X14，X15，X16，X17｝
P4=｛X2，X3，X4，X5，X6，X18，X19，X20｝
P5=｛X3，X4，X5，X6，X7，X8，X9，X10，X11，X12，X13｝
P6=｛X7，X8，X9，X10，X11，X12，X18，X19，X20｝
（3）结构重要度分析
从所求的最小径集可以判断出，其基本事件结构重要度排序如下：
Iφ(1)>φ(3)=Iφ(4)= Iφ(5)= Iφ(6)= Iφ(18)= Iφ(19)> Iφ(20)= Iφ(14)= Iφ(15)= Iφ(16)= Iφ(17)
Iφ(13)= Iφ(2)> Iφ(7)= Iφ(8)= Iφ(9)=Iφ(10)=Iφ(11)=Iφ(12)
矿井内因火灾事故的主要危险、有害因素详见下表
表3-3矿井内因火灾事故的危险、有害因素
2．编制安全检查表，并进行现场检查
在事故树分析基础上，将引起内因火灾事故的相关基本事件作为检查内容，对应《煤矿安全规程》相关条文，编制有针对性的安全检查表。
评估组于20##年5月24日对该矿井上下进行了现场检查。
(1)地面查阅
查阅了防灭火管理等各项规章制度、安全技术措施、防灭火设计和密闭台帐；检查了地面消防水池。
(2)井下现场检查
对防灭火系统以及采空区密闭等进行了井下检查。
具体检查情况见下。
