输煤作业风险数据库,输煤皮带危险点分析
2022年2月25日上午8时40分左右，贞丰县龙场镇三河顺勋煤矿发生顶板垮塌事故，事故发生后，在国家矿山安全监察局输煤作业风险数据库的指导下，各方力量全力开展救援。3月6日12时，救援工作结束。事故造成14人遇难，遗体已全部找到。
根据《煤矿安全生产标准化管理体系基本要求及评分 *** （试行）》及《山西省煤矿安全风险分级管控和隐患排查治理双重预防机制实施指南》的要求，本矿发生死亡事故或涉险事故、出现重大事故隐患，全国煤矿发生重特大事故，或者所在省份、所属集团煤矿发生较大事故后，开展1次专项辨识评估，由矿长组织分管负责人和科室开展专项辨识，识别安全风险辨识评估结果及管控措施是否存在漏洞、盲区，补充完善《重大安全风险管控方案》，并将辨识评估结果应用于指导修订完善设计方案、作业规程、操作规程、安全技术措施。
一、事故情况
2022年2月25日，贵州省黔西南州贞丰县三河顺勋煤矿发生事故，经初步输煤作业风险数据库了解，该矿私自打开密闭，进入越界区域，造成14人被困。事故发生后，在国家矿山安全监察局的指导下，各方力量全力开展救援。3月6日12时，救援工作结束，事故造成14人遇难。该矿为私营企业，隶属于贵州黔越矿业有限公司，为建设矿井，设计生产能力30万吨/年，低瓦斯矿井。事故初步原因为顶板坍塌。
初步事故原因为私自打开密闭，进入越界区域，顶板坍塌造车14人遇难。
准确原因待事故调查组进一步调查后确定。
三、安全风险辨识评估小组
为深刻汲取2月25日贵州三河顺勋煤矿教训，公司于4月开展了针对矿井顶板方面的安全风险辨识评估，安全风险辨识评估小组的组成情况如下：
组 长：***
副组长：****
成 员：各科室、队负责人
领导组职责：
针对贵州三河顺勋煤矿事故，结合本矿实际情况，进行专项风险辨识，避免同类事故发生。针对引发事故的危险因素，进行了全面的辨识和分级评估，通过全方位、全过程对多发的重点区域、重点部位、重点环节以及生产工艺、设备设施、作业环境、人员行为和管理体系等方面存在的安全风险进行排查、分析和评估，建立完善安全风险数据库，制定相应的防控措施，提升全体员工的风险意识，强化各级管理人员对风险的管控能力，从而确保安全生产，有效防控类似事故的发生。
四、煤矿基本信息
矿井始建于1989年10月，1995年12月投产，生产能力21万吨/年，先后进行了两次资源整合，提能至90万吨/年。
五、生产系统基本情况
1.开拓方式。矿井采用斜-立井综合开拓，共建有三个井筒。工业场地布置有主斜井（倾角25°，斜长372.7m）、副斜井（倾角18°，斜长380m）和回风立井（垂深186.1m）输煤作业风险数据库；矿井单一水平开采3#煤层，水平标高+470m，共划分为四个采区，轨道运输大巷和皮带运输大巷沿3#煤层底板布置，回风大巷沿3#煤层顶板布置。
2.采掘布置。矿井现开采3#煤层共划分为四个采区，其中三采区已经开采完毕，二采区未开采，一采区、四采区交替开采，以“一采两掘”保证设计生产能力。采煤工作面为：***综放工作面；掘进工作面为：***切眼及扩切掘进工作面；维护建设点为：***阶段三级运输巷水仓、中央水泵房维护建设点。
3.采掘工艺。矿井采用走向长壁后退式采煤 *** ，综合机械化分层或综合机械化放顶煤采煤工艺，全部垮落法管理顶板，***综放工作面选用MG250/630—WD1型采煤机和ZF5300/17/32型中间支架、ZFG5800/17/32型过渡支架；***切眼及扩切掘进工作面选用EBZ160型掘进机，锚网索联合支护，部分地段采用π型梁复合支护；***阶段三级运输巷水仓维护建设点采用锚喷支护；中央水泵房维护建设点选用EBZ260A型掘进机，锚网索联合支护。
4.通风系统。矿井通风方式为中央并列式，通风 *** 为机械抽出式。现有两个进风井和一个回风井。目前矿井总进风量 5950m³/min，总回风量6150m³/min，通风负压2200Pa。回风立井安装有两台FBCDZ NO-21型轴流式通风机，一用一备。综放工作面采用一进一回“U”型通风方式，掘进工作面均选用FBDY№6.0/2×22kW型局部通风机和直径600mm抗静电阻燃柔性风筒压入式通风，局部通风机实现了“三专两闭锁”、“双风机、双电源”且自动切换功能。
5.瓦斯抽采。矿矿井建有一座地面瓦斯泵站，站内配备两台2BEC42型和两台2BEC52型水环式真空泵，分别高、低负压运行。抽采主管均φ529mm无缝钢管，支管为φ325mm无缝钢管。高负压系统用于采煤工作面本煤层预抽，抽采量45m³/min，抽采浓度32.5% ；低负压系统用于采空区及上隅角进行抽采，抽采量110m³/min，抽采浓度0.4%。矿井瓦斯抽采率为45%以上。
6.防尘系统。矿井在主斜井南侧建有两座静压水池保障井下防尘系统供水使用，水池容积分别为600m³和200 m³。选用无缝钢管沿主斜井（主管路规格为Ф89mm）、副斜井（主管路规格为Ф219mm）敷设至井底，经皮带巷（主管路规格为Ф108mm和Ф89mm）、轨道巷（主管路规格为Ф108mm和Ф89mm）、一采区/四采区大巷（主管路规格为Ф108mm）敷设至工作面（主管路规格为Ф76mm），每50m安装一个三通及阀门供洒水防尘使用。综采工作面进、回风顺槽、掘进工作面回风侧巷道等处设置有净化风流水幕，输送机转载点、煤仓口等处设喷雾装置，防尘系统完备有效。
7.供电系统。矿井工业场地建有一座35kV变电站, 双回路供电电源分别引自**110kV变电站和**110kV变电站，两台主变容量均为6300kVA。井下建有一座中央变电所和两座采区变电所。中央变电所位于井底车场附近，担负全矿井下动力用电；一采区变电所位于***阶段二级运输巷中部，担负着一采区采掘运输的供电及掘进工作面局扇供电；3800采变位于三级轨道大巷尾部，担负着***皮带运输及架空乘人装置的供电。
8.提升系统。副斜井安设一部JTP-1.6型单滚筒提升绞车，采用单钩串车提升方式，担负矿井物料提升任务；运人安设一部RJKY30-18/400型架空乘人装置，担负人员提升任务。
9.主运系统。矿井主运系统采用带式输送机接力运输，主要由主斜井皮带输送机、一、二、三级皮带运输巷皮带输送机、各采区皮带输送机、工作面顺槽皮带输送机组成，其中主斜井皮带运输长度430m。各作业点通过工作面顺槽皮带输送至采区皮带，经三、二、一级皮带运输巷皮带、井底煤仓、主斜井皮带提升至地面。
10.辅运系统。矿井辅运主要采用无极绳连续牵引车和调度绞车两种运输方式。一级轨道大巷采用JWB2.5-1型无极绳绞车运输，二级、三级轨道大巷采用SQ-80/110B型无极绳连续牵引车运输，四采区运输巷采用JD-2.5和JD-1.6型调度绞车对拉运输，一采区阶段一级运输巷采用JD-4型调度绞车对拉运输，一采区阶段二级运输巷采用JD-2.5型调度绞车对拉运输，一采区三级运输巷采用JD-4型调度绞车对拉运输，各工作面采用JQHS-50*12型气动绞车运料；副斜井安设RJKY30-18型架空乘人装置，井下二级、三级轨道巷安设RJKY75-5型架空乘人装置，一采区一级运输巷安设RJKY55-25型架空乘人装置，担负人员提升运输任务。
11.排水系统。在井底车场附近建有中央水仓，主、副水仓容量分别为700m³和300m³，泵房配备三台MD155-30×5型耐磨多级离心式水泵；在一采区一级皮带巷和***阶段三级运输巷分别建有容量为300m³和150m³的水仓，一级皮带巷水仓配备两台MD155-30×5型耐磨多级离心式水泵，***阶段三级运输巷水仓配备两台MD155-30×2型耐磨多级离心式水泵；一采区工作面敷设Φ108mm的无缝钢管沿一采区水仓至轨道巷排水沟至中央水仓；四采区工作面敷设Φ90mm的无缝钢管排至中央水仓；中央水仓沿副斜井敷设两趟Φ200mm无缝钢管至地面污水处理厂。一级皮带巷水仓敷设Φ200mm无缝钢管至中央水仓和矿井水处理站。
12.压风系统。矿井压风系统由地面压风机房、地面管网、井下管网和压风自救装置组成。在主斜井附近建有一座压风机房，安装有BLT—100A型空气压缩机2台、MOGF32/8-185G型煤矿用单螺杆式移动空气压缩机1台、MOGF42/8-250G型煤矿用单螺杆式移动空气压缩机1台，选用无缝钢管沿主斜井（主管路规格为Ф108mm）、皮带巷（主管路规格为Ф219mm）、轨道巷（主管路规格为Ф63.5mm）敷设至一采区大巷（主管路规格为Ф219mm和Ф108mm）和四采区大巷（主管路规格为Ф108mm）；在各皮带巷每100米安设一个三通阀门，轨道大巷、回风大巷每100米安设一个三通阀门，采煤工作面进、回风顺槽及掘进工作面每50米安设一个三通阀门。
13.防灭火系统。3#煤层自燃倾向性为Ⅲ类不易自燃。矿井井上、下均设置有专用消防材料库房。在工业广场南侧建有两座静压水池，沿主斜井（主管路规格为Ф89mm）、副斜井（主管路规格为Ф219mm）各敷设一趟消防管路，经皮带巷（主管路规格为Ф108mm、Ф89mm）、轨道巷（主管路规格为Ф89mm和Ф108mm）至一、四采区大巷（主管路规格为Ф108mm），再由采区大巷敷设管路（主管路规格为Ф76mm）至采掘工作面。机电硐室、采掘工作面及其它作业地点均按标准配备有消防器材。
14.“六大”避险系统。矿井建有监测监控系统、井下人员定位系统、通信联络系统、压风自救系统、供水施救系统和紧急避险系统。其中，监测监控系统为KJ340X型安全监控系统，人员定位系统为KJ602型煤矿井下作业人员管理系统，通信联络系统为Hipath 3800型数字交换机、KTH—123型 *** 机组成的有线通信系统和KTW125型无线通信系统及KTk113型应急广播系统组成，井下主要作业地点安设有压风自救和供水施救装置，在井下三级运输大巷布置有1个永久避难硐室，***阶段三级运输巷布置1个临时避难硐室，共同构成矿井紧急避险系统。
六、安全风险辨识范围
本次风险辨识范围为：
（1）采掘工作面、轨道顺槽及皮带顺槽；
（2）进回风巷、运输大巷、采区运输巷、专用回风巷等；
（3）矿井各部硐室。
七、安全风险辨识评估 ***
根据对风险辨识 *** 的掌握程度，在安全检查表法、作业危害分析法、经验分析法中选择一种或多种 *** 进行风险辨识，辨识可能导致事故的危险因素，并进行风险描述。
采用作业条件危险性分析法。风险分析包含三个评价因素：事故发生的可能性L、事故产生的后果C和暴露在危险条件中的频繁程度E。风险评价采用公式D＝L×E×C来计算风险大小。将事故发生的可能性L、人体暴露在危险条件中的频繁程度E、一旦发生事故会造成的损失后果C分别分为若干等级，并赋予一定的相应分值。风险程度D为三者的乘积，亦分为若干等级（参见附件）。针对某种特定的作业条件，恰当选取L、E、C的值，根据相乘后的积确定风险程度D的级别。
L——事故发生的可能性
分数值
事故发生的可能性
10
完全可以预料
6
相当可能
3
可能，但不经常
1
可能性小，完全意外
0.5
很不可能，可以设想
0.2
极不可能
0.1
实际不可能
E——暴露于危险环境的频繁程度
分数值
暴露于危险环境的频繁程度
10
连续暴露
6
每天工作时间内暴露
3
每周一次或偶然暴露
2
每月一次暴露
1
每年几次暴露
0.5
非常罕见暴露
C——发生事故产生的后果
分数值
发生事故产生的后果
100
10人以上死亡
40
3～9人死亡
15
1～2人死亡
7
严重
3
重大，伤残
1
引人注意
D——风险大小
D值
危险程度
≧ 320
重大风险（■颜色表示）
[160-320)
较大风险（■颜色表示）
[70-160)
一般风险（■颜色表示）
< 70
低风险（■颜色表示）
八、本次专项安全风险辨识评估补充情况
序号
风险点
风险描述
风险评估
L
E
C
D
风险等级
1
***切眼及扩切掘进工作面
作业现场支护不合格，顶帮围岩压力增大未及时发现，并未采取相应措施，可能造成冒顶片帮伤人的风险。
1
6
15
90
一般风险
2
***切眼及扩切掘进工作面
工作面过空巷期间，作业现场可能存在支护不及时，人员误入空巷导致发生冒顶片帮伤人的风险。
1
6
15
90
一般风险
3
***（二段）综放工作面
工作面过空巷期间，割煤后移架不及时，支架的初撑力不符合规定要求，造成顶板垮落
1
6
15
90
一般
4
***（二段）综放工作面
超前支护、端头支护支柱的初撑力不足，未按规定支设造成顶板冒落伤人
1
6
15
90
一般
九、安全风险管控措施
序号
风险点
风险描述
管控措施
1
***切眼及扩切掘进工作面
作业现场支护不合格，顶帮围岩压力增大未及时发现，并未采取相应措施，可能造成冒顶、片帮伤人
1.控顶距离符合要求。
2.π型梁按要求支设并检查背板是否背紧背实。
3.严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业；
4.加强顶板观测，严格按照安全规程要求定期观测矿压。
5.严格按照岗位操作规程进行作业，作业时要时刻关注作业环境及瓦斯情况，确保作业安全。
2
***切眼及扩切掘进工作面
工作面过空巷期间，作业现场可能存在支护不及时，人员误入空巷导致发生冒顶片帮伤人的风险。
1、所有作业人员严格按照过空巷专项措施进行作业。
2、在支护作业前，严格执行“敲帮问顶”和“围岩观察”制度，由带班长、安全员用长柄工具处理活矸、伞檐。
3、严格执行“一掘一支”的施工顺序，及时临时支护；严禁空顶空帮作业。
4、如果顶板破碎，必须减小最大控顶距。
5、加强巷道巡查检查，对受压变形地段及时进行补强支护。
6、在符合密闭条件下，及时进行密闭处理，避免出现人员误入情况。
7、作业人员要了解应急自救 *** ，如误入密闭正确使用自救器进行自救。
8、所有作业人按规定配备防护用品。
3
***（二段）综放工作面
工作面过空巷期间，割煤后移架不及时，支架的初撑力不符合规定要求，造成顶板垮落
1、过空巷期间放慢割煤速度，割煤后要及时移架控顶，防止架前顶板垮落。
2严格执行顶板联合四人鉴定制度、敲帮问顶制度和围岩观测制度。
3、距空巷5米时不再进行放顶煤，保证支架的初撑力符合规定值的80%。
4、过空巷期间严禁人员在此范围内行走。
5、作业过程中必须保证液压支架与顶板接实，保证支架初撑力符合要求。
6、工作面液压支架必须接顶严密，间架间隙不得超过100mm，相邻支架的顶梁必须平整，无明显错茬不超过顶梁侧护板高的2/3。支架的活柱行程余量不小于200mm。
4
***（二段）综放工作面
超前支护、端头支护支柱的初撑力不足，未按规定支设造成顶板冒落伤人
1、必须保证两顺槽超前支护的距离始终保持在30米。
2、超前替棚的距离必须规定要求。
3、工作面两端第一组支架与巷道支护间净距不大于0.5m。
4、回柱放顶时必须严格执行先支后回的原则。
5、巷道底板松软时单体液压支柱必须穿柱鞋，保证单体液压支柱的初撑力必须符合规定要求。
6使用的单体液压支柱必须有防倒措施；支柱的迎山角符合规定要求。
7、工作面安全出口必须畅通，人行道宽度不小于0.8m,安全出口高度不低于1.8m。
十、应用与意见
将此专项辨识评估结果应用于本矿以下管理及措施中。
序号
风险点
管控措施
转化应用
1
***切眼及扩切掘进工作面
1.控顶距离符合要求。
2.π型梁按要求支设并检查背板是否背紧背实。
3.严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业；
4.加强顶板观测，严格按照安全规程要求定期观测矿压。
5.严格按照岗位操作规程进行作业，作业时要时刻关注作业环境及瓦斯情况，确保作业安全。
《***切眼及扩切掘进工作面作业规程》
2
***切眼及扩切掘进工作面
1、所有作业人员严格按照过空巷专项措施进行作业。
2、在支护作业前，严格执行“敲帮问顶”和“围岩观察”制度，由带班长、安全员用长柄工具处理活矸、伞檐。
3、严格执行“一掘一支”的施工顺序，及时临时支护；严禁空顶空帮作业。
4、如果顶板破碎，必须减小最大控顶距。
5、加强巷道巡查检查，对受压变形地段及时进行补强支护。
6、在符合密闭条件下，及时进行密闭处理，避免出现人员误入情况。
7、作业人员要了解应急自救 *** ，如误入密闭正确使用自救器进行自救。
8、所有作业人按规定配备防护用品。
《***切眼及扩切掘进工作面作业规程》
《***切眼及扩切掘进工作面过空巷专项技术措施》
《密闭管理制度》
3
***（二段）综放工作面
1、过空巷期间放慢割煤速度，割煤后要及时移架控顶，防止架前顶板垮落。
2严格执行顶板联合四人鉴定制度、敲帮问顶制度和围岩观测制度。
3、距空巷5米时不再进行放顶煤，保证支架的初撑力符合规定值的80%。
4、过空巷期间严禁人员在此范围内行走。
5、作业过程中必须保证液压支架与顶板接实，保证支架初撑力符合要求。
6、工作面液压支架必须接顶严密，间架间隙不得超过100mm，相邻支架的顶梁必须平整，无明显错茬不超过顶梁侧护板高的2/3。支架的活柱行程余量不小于200mm。
《***（二段）综放工作面作业规程》及安全技术措施
4
***（二段）综放工作面
1、必须保证两顺槽超前支护的距离始终保持在30米。
2、超前替棚的距离必须符合规定要求。
3、工作面两端第一组支架与巷道支护间净距不大于0.5m。
4、回柱放顶时必须严格执行先支后回的原则。
5、巷道底板松软时单体液压支柱必须穿柱鞋，保证单体液压支柱的初撑力必须符合规定要求。
6使用的单体液压支柱必须有防倒措施；支柱的迎山角符合规定要求。
7、工作面安全出口必须畅通，人行道宽度不小于0.8m,安全出口高度不低于1.8m。
《***（二段）综放工作面作业规程》及安全技术措施
