某煤矿瓦斯(爆炸)事故.docx

某煤矿瓦斯(爆炸)事故(1)事故单位概况矿井概况A 煤矿始建于 1958 年,1959 年简易投产,设计能力 15 万吨。为开采深部煤炭资源,2001 年经 B 公司对 A 煤矿实施技术改造,2006 年矿井核定能力 90万吨/年。矿井采煤方法为走向长壁后退式放顶煤,工作面局部煤层较硬,在放顶煤开采过程中,顶煤不能随工作面推进及时垮落,造成局部悬顶,因此采用预裂巷深孔爆破方式对工作面顶煤进行超前爆破预裂。工作面采用爆破落煤,支护形式为单体、直梁组成支架,采用刮板运输机运输,顶板管理为全部垮落法。矿井为斜井片盘开拓方式,采用中央边界抽出式通风,2006 年矿井瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井,煤层自燃倾向性为容易自燃,自燃发火期为 13 个月,煤尘爆炸指数为 44.32%,煤尘有强爆炸性。B 集团公司为加强安全管理,保证安全生产,决定该矿按高瓦斯矿井管理。在瓦斯管理方面,A 煤矿于 2002 年 3 月建立地面永久瓦斯抽放泵站,2005 年对矿井抽放系统进行改造,抽放泵站现有 S-120 水环真空泵 2 台,SK-85 水环真空泵 1 台。现使用 1 台 SK-120 水环真空泵,其他备用。矿井采用预裂巷预抽、尾巷埋管抽放及工作面中部埋管与上顺槽高位全程骨架钻孔联合的方式进行瓦斯抽放。现抽放系统满足矿井安全生产需要。A 煤矿证照齐全有效。事故地点概况事故地点为东一采区 16 号采煤工作面。工作面面长 85m,走向长 120m,平184 安全生产事故调查与案例分析均采高 2.5m,顶煤平均厚度为 7.5m,采场内地质构造较复杂,对采场有影响的断层共 4 条,同时在这些断层周围还伴生一些 2m 以下的小断层。工作面采用基本支架支护:2.4m 直梁与2.5m 单体液压支柱,两梁五柱式,对棚架设。棚距 0.65m,初采 123 架棚。工作面采用爆破落煤,长壁垮落放顶煤。该工作面于 2007 年 5 月 12 日贯通,5 月 28 日预裂巷施工到位后,在预裂巷中由里往外进行每 2.5m 布置一排预裂孔装药预裂爆破,6 月 17 日预裂巷内预裂施工完毕,6 月 18 日开始初采,截止事故发生时,该工作面共推进 6m。(2)事故经过及抢救过程事故经过2007 年 6 月 30 日,372 采煤队丙班班长按照队领导要求安排本班作业人员在东一采区16 号采煤工作面开帮40架棚,在工作面打3 个冲顶眼进行冲顶爆破,当班安排 3 组在工作面上、下两处进行开帮作业,朱某负责打冲顶眼。另有其他人员从事维护及扫货等工作。16 时左右,作业人员陆续到达作业地点并按照各自的分工开始工作,李某协助朱某在工作面第 15 号第 27 号棚子间打了3个冲顶眼,约22时,当班副队长检查发现工作面开帮炮已放完,尚有 15 号、21 号和 27 号三个冲顶炮未放,且回风顺槽侧开帮处需补一个底眼。 于是副队长安排放炮并亲自去回风顺槽担任警戒,之后他先后听到从工作面传来补放底眼的放炮声音和异常的放冲顶炮声音,紧接着被工作面方向冲出的一股烟流推倒后不省人事。事故报告及抢救过程事故发生时在运输顺槽的刮板运输机司机看到从工作面方向逆风冲出的烟流,他马上意识到工作面可能出现事故,于是立即向矿调度电话汇报。矿调度接到事故报告后,立即通知矿值班领导并组织人员抢救。 矿救护队员入井行至 260m 井底车场时,发现 17 名负伤人员和其他人员陆续升井。升井后,17 名伤者分别被送往附近医院治疗。(3)事故性质及原因事故调查组经过现场勘察、 查阅有关资料和调查相关人员,对该起事故的性质及原因认定如下。事故性质责任事故事故的直接原因工作面放顶煤后,顶板形成悬顶,在悬顶空间内存在瓦斯积聚,在工作面内启爆冲顶炮时产生火源,引起采空区高顶瓦斯爆炸。事故的间接原因a.矿井技术管理工作不到位。东一采区 16 号采煤工作面作业规程编制、审批把关不严不细,作业规程中有关强制冲顶内容严重违背煤矿安全规程第六十八条要求,该工作面存在严重违章指挥和违章作业。b.工作面内采用爆破强制冲顶工艺存在安全隐患。工作面采用放顶煤开采,放煤产生的空间容易积聚瓦斯,当在工作面内采用爆破强制冲顶时,顶部煤层破坏产生的裂隙使钻孔爆破的火焰难以控制,大大增加发生瓦斯爆炸的危险性。c.工作面开采前顶煤弱化处理效果差,致使工作面在采用放顶煤开采过程中采空区形成“大院”,“院内”易产生瓦斯积聚。d.矿井现场安全管理工作存在漏洞。作业规程中明确规定强制放顶时放炮和警戒距离均不少于 100m,而现场勘察情况是:“风侧警戒距离仅有 60m,回风侧警戒距离仅有 48m,进行冲顶放炮时放炮距离最少仅 1m”。 放炮和警戒距离均不符合作业规程要求。(4)应吸取的教训工作面内采用爆破强制冲顶工艺违背煤矿安全规程,且存在隐患。放炮距离违背作业规程规定。高顶的瓦斯抽放