一通三防事故案例.doc

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1、“一通三防”事故案例学习资料一白皎矿近期事故案例(一)“4.1”瓦斯突出事故1.事故经过:2007年4月1日,事故当班采煤14队共计出勤21人,队生产安排割煤,进班后进行日常安全和机电设备检查无问题于23:18开始割煤,当开机割煤2分钟即23:20,割煤机向前推进6m至工作面机头向下67.5m位置时,突然发生煤与瓦斯突出。此次煤与瓦斯突出,造成4人死亡、17人受伤。2.事故原因:(1)、采面出现小断层构造,同时处于初次来压阶段,由于对初次来压与煤与瓦斯突出机理和由压力而导致突出危险性增大认识不足,因而在采取措施方面针对性不够。(2)、应力向采面机头段转移并叠加,再加上瓦斯压力的作用,最终导致了

2、本次煤与瓦斯突出。(3)、煤层透气性小,造成:抽采不充分,瓦斯压力没有得到释放,在外界力量的作用下产生压出;预测指标失真,我矿采用钻孔法预测预报突出危险性,因透气性系数低特别易造成测试Q值偏小,使预测指标不准确;瓦斯日常涌出量较小,预测指标小,使其产生思想麻痹,一旦安全屏障不能抵抗瓦斯压力或在外力作用下加上瓦斯内部压力叠加导至煤与瓦斯突出。(4)、局防措施采用煤体注水,由于注水孔部份与抽采钻孔导通,使注水措施未达到有效疏松煤体,采面压力没有向采面深部转移,煤体内瓦斯没有得到释放。(5)、我矿在2182采面条件下的防治煤与瓦斯突工作,显得预测手段单一、防突措施力度不够。(6)、白皎矿已连续13年

3、零9个月未发生“一通三防”伤人事故,致使在防止煤与瓦斯突出上思想有所放松。(7)、开采前采面制定了强行放顶措施,但强行放顶措施执行效果不好,加之机尾段垮冒了一部分,采面又采用得是掩护式支架,初撑力大,认为基本上顶板压力已不在对采面构成威胁,没有引起特别的注意。(8)、割煤期间回风最大瓦斯1.8%,最大瓦斯涌出量22.2m3/min,均未达到我矿二煤层开采时的最大涌出量(最大瓦斯涌出量2530m3/min);同时回风瓦斯和瓦斯涌出量虽然逐渐增大,认为是采面卸压瓦斯,正常涌出,未引起足够重视。(9)、对采面前方地质情况不是十分清楚。3.事故教训:1)、对顶板压力变化没有有效的测试手段(包括仪器仪表

4、),没有顶板压力与初次放顶步距之间关系及顶板压力大小的准确资料来指导防突工作。2)、对透气性低的煤层,进一步加大抽采,缩小抽采钻孔间距,提高抽采负压达到抽采效果,提高抽采治理瓦斯灾害。3)、要通过顶板压力观测,掌握采面平推和磨采顶板压力大小,决定采面的推进方式,最大限度减少顶板对煤壁传导的压力。4)、认真收集整理该面瓦斯涌出与顶板压力之间的关系,为今后初采面防突提供技术保障。5)、透气性低的煤层在测试手段上进一步加强,增加测试参数,综合进行分析,来判断有无突出危险性。6)、必须采取措施探明采面前方构造,使预测和防突更有针对性。(二)“10.15”煤与瓦斯突出事故1.事故经过:2008年10月1

5、5日6时45分,803队在2184机巷放炮时,诱发煤与瓦斯突出,因本次突出强度较大,2184边界风门距碛头距离近,致使2184边界道风门被全部损坏,瓦斯逆流至2154工作面、21区皮带道,引起较大区域瓦斯处于爆炸范围。虽因指挥得当,救援及时,电气设备防爆完好,监测系统断电及时而未使事故扩大,但性质严重,造成了一人受伤住院,三十三人因轻度吸入瓦斯而留院观察。此次突出共计涌出瓦斯量10.264万m3,突出煤量约870t,瓦斯逆流最远点约530m,逆流时间约2分钟,属大型突出。2.事故原因:(1)、突出点地应力大。(2)、突出点受构造应力影响。(3)、瓦斯应力大,突出点处于瓦斯包区或瓦斯滞区。(4)

6、、回风系统不畅通,使大量涌出的瓦斯受阻。(5)、对2184工作面在煤柱下掘进的认识不够深刻,灾害的分析评价出现了偏差。部份井巷进入到煤柱区,人为增加了防突工程量。3.事故教训:(1)、必须处理好安全与生产的关系。(2)、加强对安全防护设施施工的监督和检查。(3)、合理集中生产,形成独立的进风系统。(4)、确保通畅的回风系统,是防止灾害扩大的重要手段。(5)、在煤层瓦斯被大量预抽仍具有突出危险的情况下,采用我矿常规的防突措施来治理此类特殊的突出,尚需从技术和手段上进行科技攻关研究,找到局部瓦斯预抽不充分的地点,消除瓦斯包区或瓦斯滞区的影响。要用好目前的震波探测仪,并积极寻找更为灵敏可靠的仪器仪表

7、,作到提前发现,提前治理。(6)、保证预测预报的准确性,加大措施的实施力度,是防止煤与瓦斯突出的首要工作。(三)“1.23”瓦斯爆燃事故1.事故经过:2013年1月23日中班,采煤二队队长周小红组织召开班前会并强调当班安全重点后,当班12人入井进入2104工作面,进班后通风队当班跟班测风员、安监处安监员、瓦斯安监员对工作面气体、安全进行全面检查后工作面开始割煤。19:00左右在跟班队干已安排停机运背材准备背顶过程中。19:35突然听见机尾发生一声闷响,并看见上隅角有一小团火光,工作面上隅角附近有少量粉尘飞扬(根据监控显示,当时回风巷CO传感器突然上升至最大500ppm)。后经分析为为采空区自燃

8、发火引发上隅角瓦斯爆炸。2.事故原因:(1)、由于2104工作面开采的是一、二水平的隔离煤柱,属安全煤柱的违规开采,采场顶板冒落后,将一水平与二水平的采空区导通,一水平的采空区又与梅子田小煤矿的采空区(火区)相连,采场漏风通道太多,为煤层自燃发火提供了条件。(2)、21区总回风平巷在2104工作面下方垮踏严重,经多次维修仍无法维护,后来重掘了该段回风平巷,垮踏的总回风平巷与原2102工作面采空区通过裂隙相通。工作面与总回风平巷间压差明显,也可能形成漏风通道。(3)、水平煤柱在开采前未抽采瓦斯,开采后隅角瓦斯涌出量大幅增加,为了治理隅角瓦斯,在工作面回风巷内设置了竹席瓦斯巷夹墙并将夹墙延伸至上隅

9、角三排支柱位置,从而增加了采空区特别是上隅角附近的漏风幅度。(4)、为治理采面上隅角瓦斯涌出,对采场均压通风的基础上,适当增加了采场进风压力、增加风量,从而导致了采场漏风幅度进一步增加,为采空区遗煤发生氧化自燃创造了一定条件。(5)、2104工作面区域有两层煤炭,上覆的B4煤层未开采,随采空区垮冒,上部大量B4煤层落入本采空区是导致采空区发生煤层自燃发火的又一原因。(6)、由于工作面采场压力较大,随着工作面的逐步开采机巷矿压显现的尤为明显,原设计的机巷断面为8.14m2,而开采至发火前最小通风断面仅不足1.5m2。从而造成采场的通风系统极不稳定,采场压力长期处于不稳定状态,特别是当前人员通过都

10、会造成瞬间采场回风压力发生巨变。(7)、由于工作面回风、隅角、瓦斯巷夹墙等均未检查到CO等煤层自燃指标性气体,故未能对采空区的煤层自燃发火情况进行及时掌握。从而未能有效发现及治理所出现的发火隐患,提前采取针对性措施有效有效抑制煤炭氧化。 (8)、采面正常情况下虽日推进度在5m左右,但工作面1月5日第一次回撤支架影响工作面两天时间、1月15日第二次回撤支架影响了一天,1月18日由于其它影响导致工作面两天未割煤,从而为遗煤氧化提供了时间、空间。(9)、因工作面未检查到CO等自燃指标气体的出现,麻痹大意地认为没有自燃发火现象,故从2013年1月2日放假结束工作面启封后至今工作面均未注氮,未抑制遗煤氧

11、化。3.事故教训:(1)、采掘部署不当,2104工作面为矿井一水平与二水平的水平隔离煤柱。矿在设计、布置工作面时未充分考虑开采水平煤柱将会带来的矿压、水害、防灭火、瓦斯等灾害治理难度及开采过程中存在的巨大安全生产隐患。(2)、对2104治灾未引起足够重视因2104工作面平均倾向长仅41m,工作面日平均推进度510m。故认为工作面推进度较快且4#煤层全高开采又无断层,加之采空区所掉落的2#煤层遗煤为原生煤体、采空区深部又有高浓度瓦斯(2012年12月29日封闭两天后就检查到密闭内瓦斯浓度达到50%以上),故未对采空区遗煤氧化自燃引起足够重视。(3)、防灭火日常监控、分析不到位通风科虽每周安排两次

12、对采场外围进行全面检查、取样,对工作面每间隔一天就进行一次全面检查、取样化验,但在采场及外围均难检查到各项自燃指标气体出现情况下,就未再对采空区深部气体埋管进行监控及对采面自燃发火进行更深层次的分析。(四)“7.13”2172综采工作面发火事故1.事故经过:2172工作面于6月17日开始试采,由于工作面下段60米受断层影响,采用松动炮后割煤(矸)回采,加上机组质量差影响多,推进度慢,截止7月13日风巷仅推进16m,机巷推进22m。7月13日经通防部确认工作面有自燃发火征兆后, 13日中班经矿通风副总彭世龙、夜班总工程师宋润权分别带人到现场调查分析,确认:2172采空区自燃发火。矿随即成立了以矿

13、长为组长的治灾领导小组,每天开专题会议讨论治灾方案。通过降风量、向采空区灌注液态二氧化碳等治理措施后,工作面CO指标仍持续上升呈恶化趋势,矿立即决定:2172工作面及其危险区域内全部撤人,在继续灌注液态二氧化碳惰化、降温的前提下封闭工作面,于7月19日00:15完成封闭。封闭后1小时40分钟(01:55)采空区发生瓦斯爆炸。通过持续注氮气惰化采空区等措施,川煤、芙蓉公司专家组综合分析,确认系统稳定、采空区暂无爆炸危险性后,于20日凌晨0:15完成了工作面机巷的封闭,21日凌晨06:15完成了风巷的封闭,至此工作面二次封闭结束。经24小时观察和气体取样化验分析,采空区已无爆炸危险性,灾情得到控制

14、,全过程未造成人员伤亡。2.事故原因: (1).工作面受断层影响严重,机头段50m左右均为2号煤层坚硬顶板岩石,必须通过打眼、放炮方式进行松动爆破,导致工作面推进缓慢(6月17日试采至7月13日共26天时间风巷仅推进16m,机巷推进22m),使开切眼断层裂隙区域遗煤长期处于氧化升温状态,最终造成断层裂隙带遗煤氧化自燃。(2).工作面回采使用的MG200/448-BWD型采煤机故障率极高,严重影响了工作面推进度,从而给遗煤氧化提供了时间。(3).因矿井21区B4煤层回采期间采空区从未出现过氧化自燃情况,管理人员思想上未足够重视,防灭火准备不充分,发火后无灭火材料和设备,灭火不及时,造成自燃速度快

15、,灾情未得到控制。(4)、工作面处于试采阶段,采空区面积不大,故存在工作面回采期间日常防火措施未完全执行到位,给遗煤氧化提供了条件。(5).日常预防性检查不到位。工作面试采期间,岩石段放炮要产生CO,平时监控系统监测到CO涌出没有重视,且人工检查、化验回风及隅角均无CO。故存在日常预防性检查频率不够、覆盖不全面现象,从而发现不及时。(6).在新工艺、新技术的使用上研究不够。2011年在2024采煤工作面采用灌注液态二氧化碳灭火成功后,一直认为:液态二氧化碳的降温、窒熄效果好,灭火最有效。当工作面发生遗煤氧化后,为尽快治理火区确保安全,矿上采用了向发火区域灌注液态二氧化碳这项新工艺、新技术,对快

16、速降低采空区自燃发火点温度、惰化采空区确是有效。但在封闭后,继续向采空区灌注液态二氧化碳,可能导致采空区封闭后发生瓦斯爆炸分析不够。液态二氧化碳的温度在-26oC以下,灌注入采空区时是一个吸热气化膨胀过程,灌注结束后由于灌注点煤岩体的低温,又转变为收缩状态,远端气体开始逐步向灌注点移动形成采空区“呼吸”效应。在“呼吸”过程中,将周边的CH4、氧气带到未熄灭的火源点时产生爆炸。由于参与的气体有限,所以威力不大。灌注一罐(2t)液态二氧化碳仅需约20分钟。但因井下条件限制,一罐灌注结束后,再调运下一罐至现场灌注间隔时间约50分钟,从而灌注过程不连续本身就为采空区形成呼吸效益提供了更为有利条件。3.事故教训:(1)工作面在回采过程中,应尽量减少顶煤,浮煤必须清理干净,提高回采率,减少采空区遗煤。(2)工作面过断层时,应保证合理的推进度,采取一定的主动防火措施。(3)在材料管理方面,要有备用灭

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