第一章 井田概況及地質特征
井田概況
根據河南省煤炭鋁土礦資源整合領導小組辦公室文件《關於對鄭州礦資源整合初步實施方案的批複》的精神，將登封市東升煤礦和天興煤礦整合為登封市東升煤炭有限公司煤礦，整合後生產規模0.15Mt/a。
一、位置交通
登封市東升煤炭有限公司煤礦位於登封市東南部。行政隸屬登封市白坪鄉管轄。地理坐標為：東經113°04′44″~113°05′04″，北緯34°18′59″~34°19′21″。
該區位於登封市白坪鄉東南1.5km處，北東距鄭州市75km，西北距洛陽市80 km；區內交通以公路為主，臨（汝）~登（封）公路從礦區西部通過，礦區北部距新鄭至宜川（水寨）鐵路約5km，西南至焦枝鐵路之汝州市站約60km，東距京廣鐵路新鄭站50 km。礦區附近各鄉鎮之間簡易公路縱橫成網，四通八達，交通條件較為便利，見圖1-1。
二、自然條件
1、地形地貌
本區為低山丘陵地形。區內最高海拔標高為409.40m，最低海拔標高為354.40m，相對高差為55.00m。礦區地勢總體呈東北高，西南低，地麵坡度大，衝溝較發育，有利於大氣降水的逕流和排泄。
圖1-1 交通位置圖
2、水係
本區屬淮河流域潁河水係，區內溪流多為季節性衝溝，旱季幹涸斷流，雨季流量暴漲暴落，水位、水量具明顯的季節性動態變化特征。溝穀多發源於南部山區，雨季溝穀彙集而成的水流，自東南流經礦區南緣，向北經券門水庫後向北於東金店東彙入潁河。
礦區西北約2公裏處築有券門水庫，為一中小型水庫，總庫容1713萬m3，興利庫容703萬m3，最高洪水位標高+349.25m，主要用於攔蓄洪水，農田灌溉，水產養殖及觀光旅遊等方麵，常年有水，為附近主要地表水體。
三、氣象與地震
1、氣象
本區屬大陸性半幹旱型季風氣候區。夏、秋兩季炎熱多雨，冬、春兩季寒冷幹燥。年降雨量為417~867mm，一般為600~800mm；降雨多集中在7~9月份，約占全年降雨量的65%。年平均氣溫14.6℃，七月份最熱，曆年最高氣溫高達44.6℃；元月份最冷，曆年最低氣溫達-18.2℃。最大凍土深度為20cm。
春、夏、秋三季以東北風、東風為主，冬季以西北風為主，冬、春季風力較大，最大風速可達20m/s。
2、地震
據河南省地震局資料，登封市及鄰近地區近期未發生過大的破壞性地震。曆史上有記載的較大地震有6次均波及本區，並造成較大損失。七十年代中期曾發生過3次2.5級以上有感地震，未造成損失。本區地震烈度為Ⅵ~Ⅶ度。
四、礦山開采情況
登封市東升煤炭有限公司煤礦由東升煤礦和天興煤礦整合而成，整合前礦井開發生產情況為：
（一）東升煤礦
東升煤礦位於本區北部，屬集體企業，1984年4月建井，1985年5月投產，開采二1煤層，原設計生產能力為3萬噸/年，整合前核定生產能力為6萬噸/年。共建立井4個（其中2個已報廢），斜井一個。豎井單水平上下山開采，采煤方法為走向長壁式、炮采，中央機械並列通風，礦井排水為泵排，煤層頂板采用一次垮落法管理，現開采水平在+230m水平以淺。曆年累計動用資源儲量44萬噸，采空區主要分布在礦區的南部及西部。
在以往采掘範圍內，煤層穩定，煤厚4.70~9.13m，平均5.70m。煤層結構簡單，不含夾矸。煤層傾角8~20°，煤層直接頂板為砂質泥岩或細粒砂岩，底板為砂質泥岩。礦井正常湧水量為60m3/h，最大湧水量為90m3/h，多為頂板淋水。礦井瓦斯相對湧出量為6.70m3/d.t，現按低瓦斯礦井管理；在回采過程中煤塵較大，但未發生過煤塵爆炸事故。
（二）天興煤礦
天興煤礦位於本區南部，屬集體企業，始建於1995年6月，1996年4月投產，采至同年11月停產。1996年12月~1998年9月因市場疲軟停產，1998年10月~2000年8月恢複生產，2000年9月後因資金問題及停產整頓未正常生產；2001年10月24日通過驗收。豎井開采二1煤層，設計生產能力為1萬噸/年。采煤方法為走向長壁式，炮采，中央機械式通風。采掘範圍內煤厚3.80~9.20m左右，煤層結構簡單，一般不含夾矸。煤層直接頂板為灰黑色砂質泥岩和黑色泥岩，間接頂板為灰色細粒砂岩；底板為砂質泥岩。礦井正常湧水量為10m3/h, 最大湧水量為20m3/h，主要為頂板淋水為主。礦井瓦斯湧出量低，現按低瓦斯礦井管理；該礦在開采過程中，未發生過煤塵爆炸和煤的自燃事故。經曆年開采，本礦累計動用資源儲量17萬噸，采空區主要分布在礦區南部。
六、水源、電源
1、水源
本區為低山丘陵地形。區內最高海拔標高+354.4～409.4，相對高差55.0m。礦區地勢總體呈東北高，西南低，地麵坡度大，衝溝較發育，有利於大氣降水的逕流和排泄。礦井生活用水取自東白坪村自來水管網，生產用水利用經沉澱處理後的礦井排水，礦井井型較小，可以滿足礦井用水的需求。
2、電源
礦井為雙回路電源供電，一回路來自新欣35kV變電站，一回路來自白坪35kV變電站，供電距離均為10km，采用LGJ-50mm2鋼芯鋁鉸線，電壓10kV。高壓入井。
第二節 礦產資源概況
一、區域地質背景
本區位於登封煤田穎陽~廬店向斜的南翼東段，白坪井田的中部，主要發育寒武係、奧陶係、石炭係、二疊係和第四係地層；其中石炭係和二疊係為主要含煤地層。主要可采煤層為賦存於山西組下部的二1煤層，發育穩定，為普遍可采的厚煤層。二1煤層露頭附近區域斷裂構造較發育，主要為走向斷裂和北東向兩組斷裂。本區地層分述如下：
1、寒武係上統長山組（∈3ch）
為淺灰—灰黃色薄~中厚層狀白雲質灰岩，局部夾泥質條帶，厚109.00~213.00 m，平均128.00 m。
2、奧陶係中統馬家溝組（O2m）
岩性以淺~深灰色厚層狀角礫狀石灰岩為主，隱晶質，局部夾泥質灰岩，平均厚度18 m。本組地層與下伏寒武係地層呈平行不整合接觸。
3、石炭係（C）
（1）中統本溪組（C2b）
主要為灰、深灰色鋁質泥岩，局部為鋁土礦，具鮞狀和豆狀結構，含黃大量黃鐵礦結核。在HG曲線上呈下低上高的異常反映。該層鋁質泥岩是對比一1煤層的主要標誌層之一。本組平均厚度10.00m。為瀉湖~海灣相沉積，層位穩定。
本溪組與下伏地層為平行不整合接觸。
（2）上統太原組（C3t）
由灰、深灰色、灰黑色、黑色石灰岩、泥岩、砂質泥岩、砂岩和煤層等組成， 平均厚48.00m。依據其岩性組合和沉積特征可分為三段。
①下部灰岩段
自太原組底界至L4石灰岩頂界，主要由灰~深灰色石灰岩及煤層組成，含石灰岩4層（L1~L4），中夾泥岩或砂質泥岩薄層，具燧石團塊和黃鐵礦結核，含蜓類、介形類、海百合、腕足類等動物化石及其碎屑，其中L1及L2石灰岩全區發育、層位穩定，含燧石結核本段含煤3層（一1~一4），除一3煤局部可采外，其餘均不可采。本段厚度一般16.00m。
②中部碎屑岩段
自L4石灰岩頂界至L7石灰岩底界，由深灰色中細粒砂岩（俗稱胡石砂岩）、灰黑色砂質泥岩、泥岩組成，夾薄層石灰岩二層（L5、 L6）及薄煤兩層（一5、一6），均不可采。泥岩中含植物化石碎片和黃鐵礦結核，具水平層理和波狀層理，砂岩以石英為主，呈正粒序，為區內輔助標誌層（胡石砂岩）。本段厚度一般14.00m。
③上部灰岩段
自L7石灰岩底至L9石灰岩頂。以深灰~灰色石灰岩為主，夾深灰色泥岩、砂質泥岩，該段含石灰岩3層（L7、L8、L9），具方解石脈和少量黃鐵礦結核，含蜓類等動物化石。其中L7石灰岩呈中厚層狀，隱晶質，含燧石結核及條帶，具不規則方解石脈，特征明顯，為本區主要標誌層之一；L9石灰岩不穩定，常相變為菱鐵質泥岩。本段厚度一般18.00 m。
據太原組岩性組合、沉積特征及生物組合規律，認為本組為碎屑~碳酸鹽岩濱岸沉積體係，沉積時為動力較弱、溫暖，清澈的淺水環境，中部的泥岩段為潮坪、瀉湖海灣、障壁砂壩相沉積，胡石砂岩成分單一，成熟度高，為沙坪、潮道~潮溝亞相沉積，其頂部的黑色致密泥岩則為瀉湖海灣相沉積。
太原組與下伏本溪組為整合接觸。
4、二疊係（P）
本區保留最大厚度為131.00m左右，分為2個煤組（二、三煤組），二1煤層為本區主要可采煤層，其它煤層均不可采。各煤組間均以砂岩標誌層分界。
（1）山西組（P1sh）
自二1煤層底板砂岩（局部相變為菱鐵質泥岩）頂至砂鍋窯砂岩底，由深灰、黑色泥岩、砂質泥岩、粉砂岩及中細粒砂岩及煤層組成，包括兩層砂岩：香炭砂岩為泥、鈣質膠結，普遍含白雲母片、炭質及菱鐵質鮞粒，全區普遍發育，厚6. 00m左右;大占砂岩以矽泥質膠結為主，層理發育，層麵含大量白支母片和炭質，厚7.00m左右。含煤1層，即二1煤，為全區可采煤層。山西組下部為海灣—潮坪沉積體係，上部為濱海三角洲沉積。本組平均厚91.00m，與下伏太原組為整合接觸。
（2）下石盒子組（P1x）
礦區東南部出露本組地層，區內保存最大厚度40.00m左右，由灰色泥岩、砂質泥岩紫斑泥岩及淺灰色、灰白色中~粗粒砂岩組成，砂鍋窯砂岩位於本組底部，厚度8.97m,為灰色粗粒砂岩，為礦區一主要標誌層。本組與下伏山西組為整合接觸。
5、第四係（Q）
以角度不整合覆蓋於下伏各時代地層之上。厚度為0～13.00m。上部為黃色耕植土、黃土或坡積物，中下部為粘土及砂質粘土夾少量砂礫石組成。
三、礦區地質構造
（一）總體構造特征
本區位於嵩箕構造區嵩箕斷隆西南部，穎陽~廬店向斜南翼東段。總體為一地層走向65°~120°，傾向335°~30°，傾角8°~20°的單斜構造。僅在西部發育一條小型正斷層（箕F31）結合白坪井田構造發育情況，確定本區構造複雜程度屬中等構造。
（二）主要構造
箕F31斷層：位於礦區的西北部，為正斷層，區內延伸長度約270m。斷層走向43°，傾向133°，傾角59°左右，落差40~80m左右。根據礦井生產資料，由於該斷層靠近礦區西北部邊界，對開采二1煤層影響不大。斷層已查明。
四、可采煤層及頂底板
本礦開采煤層為二1煤層，該煤層賦存於山西組下部，上距砂鍋窯砂岩73.64m。下距L9石灰岩10.02m。二1煤層埋深0~130m，底板標高+230m~+370m。煤層厚度為3.80m~9.20m，平均厚度為6.38m。煤層結構簡單，一般不含夾矸。煤層頂板為泥岩、砂質泥岩，老頂為中及細粒砂岩，底板以炭質泥岩、砂質泥岩為主。
該煤層層位穩定，厚度變化不大，結構簡單，結合白坪井田二1煤層發育情況，確定本區二1煤層穩定程度屬較穩定型。
根據《河南省登封市東升煤炭有限公司煤礦資源儲量核查報告》，區內二1煤層頂/底板岩性砂質泥岩、中細粒砂岩為主，局部炭質泥岩， 老頂以中粗粒砂岩為主，由於受斷裂構造的影響，其頂板岩體垂直裂隙發育，根據其岩性組合特征，二1煤層為Ⅱ類型頂/底板，屬不穩定性頂底板，生產中可產生冒頂、 片幫、掉塊及底板遇水易泥化變形，並產生支柱滑沉等不良工程地質現象，其工程地質條件差，生產中應加強頂、底板的觀察和維護與管理工作。
五、煤質
1、物理性質及煤岩特征
（1）物理性質
二1煤為黑色，以粉狀煤為主，偶見粒狀、鱗片狀。參差狀斷口，油脂光澤，質地疏鬆易碎，煤層厚度3.8~9.2m，平均6.38m，視密度為1.38t/m3，真密度1.49t/m3，煤層結構簡單，屬較穩定煤層。
（2）煤岩特征
據鏡下鑒定，二1煤有機組分含量在90.8%，主要由鏡質組組成，占75.9%次為絲質組。鏡質組中，多為均質體，木質鏡煤少見。半鏡質體在8.8%左右，呈碎片狀，為基質所膠結。絲質組主要為半絲基質體，偶見絲質菌類體和絲質渾園體。
無機組分含量9.2%，以粘土礦物為主，多呈細粒狀或浸染狀分布；次為碳酸鹽礦物，呈細脈或團粒狀分布；硫化物主要為黃鐵礦，多呈脈狀充填於裂隙中。顯微煤岩類型以絲炭亮煤為主。
2、化學性質和工藝性能
（1）煤的化學性質
二1煤浮煤有機元素以碳元素為主，占91.74%，氫元素含量在4.03 %，氧和硫含量較少。原煤水分含量為0.90%。屬低水分煤。原煤灰分為13.72%，屬低灰煤；浮煤灰分為5.88~8.43%，平均7.48%。原煤全硫含量為0.79%，屬低硫煤。磷含量為0.005~0.075%，屬特低磷煤。
（2） 煤的工藝性能
二1煤浮煤揮發分平均為13.39%。原煤幹燥基恒容高位發熱量，平均為29. 76 MJ/kg，屬特高熱值煤。浮煤膠質層最大厚度為0mm，焦渣特征為2，其焦型為粉狀，粘結指數為0，區內二1煤無粘結性。
3、煤類及工業用途
區內二1煤層以粉煤為主，偶見粒狀和鱗片狀。屬低水分、低灰、低硫、特低磷、特高熱值之貧煤。可作動力用煤，也可做為民用燃料。
六、瓦斯、煤塵及煤的自燃
1、瓦斯
根據2005年10月鄭州市煤炭管理局鄭煤 [2005]114號《關於轉發〈河南省煤炭工業局關於鄭州市所屬煤礦瓦斯等級鑒定結果的批複〉的通知》，登封市東升煤礦瓦斯相對湧出量2.4 m3/t，瓦斯絕對湧出量為0.3 m3/min；根據《河南省登封市東升煤炭有限公司煤礦資源儲量核查報告》東升煤礦瓦斯相對湧出量6.7 m3/t；礦井經技術改造後瓦斯相對湧出量按6.7m3/t，瓦斯絕對湧出量按2.1 m3/min設計；屬低瓦斯礦井。礦井技術改造完成後應及時進行瓦斯等級鑒定。
2、煤炭自燃傾向性
根據2005年7月重慶分院《煤炭自燃傾向等級鑒定報告表》，登封市白坪鄉東升煤礦鑒定為III類，屬不易自燃煤層。整合後礦井按不易自燃煤層設計。礦井技術改造完成後應及時進行煤炭自燃傾向性鑒定。
3、煤塵爆炸性
根據2005年7月重慶分院《煤塵爆炸性鑒定報告》，登封市白坪鄉東升煤礦煤塵有爆炸性危險。礦井在生產過程中應加強煤塵防治工作。
七、水文地質
1、區域水文地質
本區區域上處在登封煤田東部，潁陽~蘆店向斜南翼東段的低山丘陵區。總的地勢為南高北低，向北傾斜的單斜構造。地層走向近東西，向北傾斜，南部為寒武係灰岩組成的低山丘陵區，北部為石炭、二疊、三疊係碎屑岩組成的低山山區，中西部為第四係衝洪積溝穀。礦區處在淺部露頭區，為區域地下水的補給逕流區。 根據地層岩性、厚度、含水空間特征及埋藏條件，區域上將含水岩組主要劃分為：寒武~奧陶係和石炭係灰岩岩溶裂隙含水岩組，二疊係及三疊係砂岩孔隙裂隙含水岩組，第四係砂/卵礫石孔隙含水岩組。 地下水補給水源有大氣降水、地表水和含水層之間及其側向補給，另外還有工農業生產廢水的滲入補給等，其中降水補給是本區地下水的主要補給水源。地下水在運移過程中，一部分在地質構造及地形適宜地段溢出地表，構成天然排泄點；一部分則繼續向深部逕流排泄；而區內各礦井則為主要的人工排泄點。由於近年來礦井大量疏排地下水，而造成區域地下水位呈逐年下降趨勢。
1、主要含水層
（1）煤層頂板砂岩裂隙含水層 係指煤層之上60m範圍內所含砂岩裂隙含水層，岩性為細~中粒砂岩，一般發育4~5層，累計厚度約2.45~58.23m，一般20m左右，岩性完整致密，裂隙不發育，且部分被方解石脈所充填，僅在淺部風化帶裂隙較為發育。據《河南省登封煤田白坪井田勘探（精查）地質報告》資料，鑽孔單位湧水量為0.0062～0.0187l/s·m，滲透係數為0.0141～0.297m/d，水位標高為+320.86～+371.81m，水化學類型為HCO3－Ca·Mg型或HCO3－Na·Ca·Mg型水，礦化度0.24～0.48g/l，PH值為6.75~7.50，水溫14～16℃，說明該含水層補給條件較差，富水性較弱。在礦井生產中，該含水層水主要以井筒及頂板淋水形式向礦坑充水，礦井正常湧水量一般為40m3/h，最大湧水量為60m3/h，水量小，易於疏排。該層為二1煤層頂板直接充水含水層。 （2）煤層底板灰岩岩溶裂隙含水層 主要由太原組上段灰岩組成，其中L7和L8灰岩較發育，層位較穩定，厚度為8~12 m，平均9.41 m。灰岩含遂石結核，致密堅硬，岩性較破碎，岩溶裂隙較發育，但多被方解石細脈充填。據以往鑽孔抽水資料，單位湧水量為0.353~0.664l/s·m，滲透係數為2.93~9.44m/d，水位標高為+269～300m，水化學類型為HCO3－Ca·Mg型或HCO3-Ca型水，礦化度0.37～0.47g/l, PH值為7.4~8.3，水溫15～17℃，表明該灰岩含水層岩石空隙及導/富水性極不均一，但在斷裂構造作用下，使其與下部強含水層產生水力聯係時，富水性則會相應增強。該層為二1煤層底板直接充水含水層。
2、主要隔水層
（1）二疊係石盒子組碎屑岩段隔水層
該層段殘留厚度一般為50~160m，由泥岩、砂質泥岩、砂岩等碎屑岩組成，以泥岩、砂質泥岩為主，間夾數層中厚層狀中粗粒砂岩含水層。其中，上部基岩風化帶和其間中粗粒砂岩含水層，賦存有一定的水量，但由於其夾持於厚層泥質岩之間，且距開采煤層較遠，又因含水層砂岩膠結致密堅硬，在該段中可起到骨架作用，相對增強了泥質岩層的抗壓強度。該層段厚度大，在地表呈零星出露，補給條件不佳，裂隙不發育，透水性差，能對上部潛水含水層和下部二1煤層頂板砂岩承壓含水層之間的水力聯係，起到良好的阻隔作用。
（2）二1煤層底板碎屑岩段隔水層
二1煤層底板至L8灰岩頂界之間的砂泥質岩段，據統計，厚度介於2.60~37.61m，一般在17m左右。岩性以泥岩夾薄泥灰岩及細粒砂岩為主，（底部夾一薄層灰岩或灰岩透鏡體），分布連續，層位穩定，裂隙不發育，透水性差，隔水性能良好，正常情況下，可阻隔下部太原組上部灰岩段岩溶裂隙水充入礦坑。
3、礦床充水因素分析
（1）大氣降水、地表水及第四係潛水
本區為低山丘陵地形，地麵坡度較大，衝溝發育，大氣降水逕流排泄條件好，因而無常年性地表水體。區內第四係地層呈零星發育，以坡積、洪積及衝積於溝穀、坡腳處，厚度較小，岩性複雜，含富水性差。加之下部石盒子組隔水層較厚，故此大氣降水、地表水及第四係潛水對二1煤開采無影響。僅在淺部塌陷區與之溝通時會有短暫影響或井筒揭穿該層段時有少量淋漓現象 。
（2）二1煤層頂板砂岩裂隙承壓水
二1煤層頂板砂岩裂隙含水層直接覆蓋於二1煤層之上，生產開采過程中該含水層裂隙承壓水將首先充入礦坑，是礦坑充水的主要充水水源之一。由於該含水層單層厚度較薄，裂隙不甚發育，且補給條件差，裂隙水儲存量有限，導、富水性弱，生產中易於疏排。
（3）二1煤層底板灰岩岩溶裂隙承壓水
該含水層厚度較小，岩溶裂隙發育，但極不均一。因本區屬大陸性半幹燥氣候區，年降水多集中於7~9月份，其水源補給時間短，加之含水層被第四係地層覆蓋，補給量不足，故而其富水性相對較弱，一般情況下對開采二1煤層影響不大。但由於受構造張力影響，底板小裂隙發育，使煤層底板隔水層的隔水性能有所降低，並產生滲水，當受構造破壞或采礦活動破壞嚴重時、或與下伏C3t下段灰岩及O2m灰岩強含水層溝通時，則有可能引起底板突水，造成淹井事故。
（4）斷裂構造對礦床充水的影響
本區發育的主要斷裂構造位於礦區西北部的箕F31和東南部的箕F7斷層，走向北東，落差35~70m。一般情況下，在較大的斷裂構造形成過程中，由於受應力牽引、拖拉作用而在斷裂帶兩側形成較密集的羽狀斷裂，破壞了地層的連續性，使各個含水層間產生不同程度的水力聯係。同時，斷裂破碎帶為地下水的運移、富集提供了通道和空間場所。因此，推測在箕F31、F7斷層帶下盤一側，為地下水的相對強逕流帶或相對富集區。在開采過程中，當接近該斷層時，應打超前探、放水鑽，並留設足夠的防水煤柱等防治水措施，以防突水造成淹井事故。
（5）老空水
礦區淺部和頂部有二1、五3煤層的老窯采空區和廢棄井巷工程，推測會積存有老空老塘水，似一“地下水庫”，其淺部采空區最低標高約+300m左右，是威脅礦井後期生產的潛在危險因素，生產中，當井巷工程接近該區時，應打超前探、放水鑽，並留設足夠的防水保安煤柱，避免盲目揭露，造成潰水淹井事故的發生。
（6）周鄰生產礦井對本礦的充水影響
本礦周鄰生產礦井的礦坑排水，有利於本礦的疏水降壓，是一有利因素，但當其因故停產時，會有部分地下水轉移至本礦。因此，在搞好本礦疏排礦坑水工作的同時，也應同時關注周鄰生產礦井的生產動態，並要製訂相應的預案措施，以防不測。
（7）鑽孔對礦床充水的影響
據白坪井田勘探（精查）地質報告，區內以往施工的－10203和－10207號鑽孔，未進行封孔，由於鑽孔揭露並溝通了各個含水層，使之相互間產生了水力聯係，構成了未來礦井開采時礦井充水的人為通道。生產中，當生產揭露或回采落頂後冒落破裂帶與之溝通時，鑽孔即成為泄水通道而向礦坑充水。故礦井生產中，鑽孔將是礦坑充水的通道之一，生產中應加強以往勘探鑽孔的監測工作，避免盲目揭露或穿越鑽孔，並要采取有效的防治水措施，以防患於未然。
4、礦床水文地質類型
根據礦井水文地質條件分析，本礦區內地層、構造條件較簡單，礦井充水水源主要以二1煤層頂底板裂隙、岩溶水為主，礦井生產正常湧水量為40m3/h。盡管淺部生產中未發生過底板突水現象，但在深部生產中，由於礦壓、水壓在逐步增高，推測底板灰岩充水含水層仍是礦床充水的主要威脅，綜合考慮並依據煤炭資源地質勘查規範，將本礦礦床水文地質類型劃歸為三類二亞類二型，即礦床充水以煤層底板岩溶裂隙水充水為主的水文地質條件中等的煤礦床類型。
5、礦井湧水量預算
根據《河南省登封市東升煤炭有限公司煤礦資源儲量核查報告》，本礦處在煤層露頭淺部，礦井生產中，二1煤層礦井正常湧水量一般在40m3/h左右，最大湧水量60 m3/h，加之周鄰煤礦的疏排，該礦區二1煤層頂、底板含水層已趨於疏幹態勢，煤係地層含/富水性差，水源較為匱乏，故本次技術改造設計不再對其湧水量進行預算，礦井正常湧水量按40m3/h，最大湧水量按60 m3/h設計。
第五章 通風與安全
第一節 概 況
根據鄭州市煤炭鋁土資源整合工作領導小組《關於對登封市煤炭資源整合方案的批複》，將登封市東升煤礦和天興煤礦整合為登封市東升煤炭有限公司煤礦，該礦主采二1煤層。根據《河南省登封市東升煤炭有限公司煤礦資源儲量核查報告》，二1煤層屬低水分、低灰、低硫、特低磷、特高熱值之粉狀貧煤。煤層厚度3.8~9.2m，平均6.38m，視密度為1.38t/m3，煤層結構簡單，層位穩定，全區可采。
一、瓦斯
根據2005年10月鄭州市煤炭管理局鄭煤 [2005]114號《關於轉發〈河南省煤炭工業局關於鄭州市所屬煤礦瓦斯等級鑒定結果的批複〉的通知》，登封市東升煤礦瓦斯相對湧出量2.4 m3/t，瓦斯絕對湧出量為0.3 m3/min；另據《河南省登封市東升煤炭有限公司煤礦資源儲量核查報告》東升煤礦瓦斯相對湧出量6.7 m3/t；礦井經技術改造後瓦斯相對湧出量按6.7m3/t，瓦斯絕對湧出量按2.1 m3/min設計；屬低瓦斯礦井。礦井技術改造完成後應及時進行瓦斯等級鑒定。
二、煤炭自燃傾向性
根據2005年7月重慶分院《煤炭自燃傾向等級鑒定報告表》，登封市白坪鄉東升煤礦鑒定為III類，屬不易自燃煤層。整合後礦井按不易自燃煤層設計。礦井技術改造完成後應及時進行煤炭自燃傾向性鑒定。
三、煤塵爆炸性
根據2005年7月重慶分院《煤塵爆炸性鑒定報告》，登封市白坪鄉東升煤礦煤塵有爆炸性危險。礦井在生產過程中應加強煤塵防治工作。
四、地溫
白坪井田內以往曾進行過簡易地溫測試工作，最大測深723m，最高溫度為27.2℃，地溫梯度為0.97~3.01℃，平均為1.74℃/100m。
另據“登封煤田詳查勘探地質報告”資料，本區恒溫帶深度確定為20m，溫度為16.8℃。礦區內地麵最高標高為+480m，二1煤層底板最低標高為+200m以淺，故推算區內最高地溫為21.3℃，遠小於一級高溫區下限溫度（31℃）。因此，推測本礦區內不存在地溫高溫熱害問題，屬正常地溫區。
五、煤層頂底板特性
根據《河南省登封市東升煤炭有限公司煤礦資源儲量核查報告》，區內二1煤層頂/底板岩性砂質泥岩、中細粒砂岩為主，局部炭質泥岩， 老頂以中粗粒砂岩為主，由於受斷裂構造的影響，其頂板岩體垂直裂隙發育，根據其岩性組合特征，二1煤層為Ⅱ類型頂/底板，屬不穩定性頂底板，生產中可產生冒頂、 片幫、掉塊及底板遇水易泥化變形，並產生支柱滑沉等不良工程地質現象，其工程地質條件差，生產中應加強頂、底板的觀察和維護與管理工作。
第二節 礦井通風
一、通風方式及通風係統
礦井采用中央並列機械抽出式通風方式。
礦井通風係統為：
新風：1、地麵→主井→進風巷→采區皮帶下山→輔助皮帶下山
→采掘工作麵
2、 地麵→副井→副井東大巷→采區皮帶下山→輔助皮帶下山→采掘工作麵
乏風：采掘工作麵→輔助軌道下山→軌道下山→總回風巷→風井→地麵
二、井筒數目及服務範圍
本次技術改造初步設計共設計井筒三個（主井、副井和風井）。利用原東升煤礦主井做為東升煤炭有限公司煤礦主井，主要擔負全礦井煤炭提升和進風任務；利用原東升煤礦風井做為東升煤炭有限公司煤礦風井，主要擔負全礦回風任務，井筒安裝梯子間，兼做礦井安全出口；對原東升煤礦西南106米處一廢棄立井經技術改造，做為東升煤炭有限公司煤礦副井，主要擔負全礦井人員上下、矸石提升、材料運輸等輔助提升任務，井筒安裝梯子間，兼作礦井安全出口。
三、局部通風
掘進工作麵采用11kw局部通風機壓入式通風。
四、礦井需風量、負壓及等積孔
（一） 礦井總需風量計算
1、 按最大班下井人數需要風量計算
Q礦 = 4×N×k礦通=4×115×1.25=575m3/min=9.6m3/s
式中：Q礦 — 礦井總供風量，m3/s；
4 — 每人每分鍾供風標準，m3/min ·人。
N — 井下同時工作的最多人數，人；
K礦通 — 礦井通風係數，包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素，取1.25。
2、 按采煤、掘進、硐室及其它用風地點等實際需風量計算。
Q礦 = (ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它) K礦通
=（9+3.5×2+1.5×3）×1.08×1.25
=27.8m3/s，取Q = 28m3/s
式中：Q礦 — 礦井總需風量，m3/s；
ΣQ采 — 回采工作麵實際需風量總和，
回采工作麵風量取9 m3/s；
ΣQ掘 — 掘進工作麵實際需風量總和，
掘進工作麵風量取3.5 m3/s；
ΣQ硐 —硐室實際需風量總和，每個風硐風量取1.5 m3/s；
ΣQ其它 — 礦井除采掘硐室以外的其它巷道需風量總和，按
ΣQ采、ΣQ掘、ΣQ硐所需風量總和的5%～10%考慮，取8%；
K礦通—礦井通風係數，包括礦井內部漏風和
配風不均勻等因素，取1.25。
3、按瓦斯湧出量及總回風流中沼氣濃度不超過0.75%計算：
Q= 100T×qCH4×k 0.75×24×60 =0.0926T×q瓦×K礦通
=0.0926×455×6.7×1.25=352.9m3/min=5.9m3/S
式中：Q — 礦井總供風量，m3/s；
T — 礦井平均日產量，t；
qCH4 — 礦井瓦斯平均相對湧出量；
K礦通 — 風量備用係數，包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素，取1.25。
以上三者中取最大值，則礦井總供風量為28m3/S。
（二）礦井通風負壓
根據礦井采麵巷道布置情況，礦井技改後首采區為13采區， 12采區為接替采區，礦井采用炮采放頂煤回采工藝。13070工作麵屬通風容易時期，12040首采工作麵屬礦井通風困難時期，主要是由於通風路線較長所致。通風係統示意圖見附圖。
通風阻力計算如下：
1、摩擦阻力
摩擦阻力是風流與井巷摩擦以及空氣分子間的擾動和摩擦而產生的阻力，一般占礦井通風阻力的90%左右，計算公式如下：
hi= 9.807××Q2i
式中：hi — 井巷摩擦阻力，Pa；
ai — 井巷摩擦阻力係數；
Pi — 井巷淨周長，m；
Li — 井巷長度，m；
Qi—井巷中通風的風量，m3/s；
Si—巷道淨斷麵積m2；
礦井摩擦阻力計算結果見表5-2-1和表5-2-2。礦井通風容易時期摩擦阻力為333.3Pa，礦井通風困難時期摩擦阻力為750.6Pa。
2、局部阻力
風流經過井巷的一些局部地點，如井巷突然擴大或縮小、轉彎、交叉以及堆積物或遇礦車等，由於風流速度或方向發生突然變化而導致風流本身產生劇烈衝擊而形成極為紊亂的渦流，從而損失能量，稱為局部阻力。井下產生局部阻力地點雖多，但其一般隻占礦井通風總阻力的10%左右，算出礦井摩擦阻力後，取其10%作為局部阻力加入摩擦阻力中即為礦井通風總阻力。
3、礦井總阻力
h總= h摩＋h局
h總 — 礦井總阻力
h摩 — 礦井摩擦阻力
h總 — 礦井局部阻力
礦井通風容易時期總阻力為：
h總=333.3×1.1=366.6
礦井通風困難時期總阻力為：
h總=750.6×1.1=825.7
經計算，礦井通風容易時期負壓為366.6Pa，通風困難時期負壓為825.7Pa。
表5-2-1 最 大 負 壓 表
序號 巷道名稱 支護方式 （阻力係數）a 周長（P）
(m) 巷道長（L）
(m) 斷麵（S）
(m2) 1/S3 風量（Q）
(m3/s) Q2 風速（V）
(m/s) 風阻（H）(Pa) 備注
1 主井 砼镟 0.0035 11.3 84 10.18 0.00948 15 225 1.5 19.3
2 進風巷 料石砼镟 0.003 11.1 13 8.62 0.00156 15 225 1.8 4.1
3 13采區皮帶上山下段 梯形工字鋼 0.0025 10.2 58 6.38 0.00374 12 144 1.9 7.8
4 副井 砼镟 0.0035 9.4 80 7.06 0.00284 13 169 1.8 12.4
5 副井東大巷 料石砼镟 0.003 10.2 88 6.38 0.00385 13 169 1.9 17.2
小計 3.9 15.6
6 13采區皮帶上山上段 梯形工字鋼 0.0025 10.2 196 6.38 0.00374 25 625 3.1 114.4
7 12采區皮帶大巷 梯形工字鋼 0.0025 10.2 320 6.38 0.00374 20 400 3.1 119.7
8 12采區皮帶下山 梯形工字鋼 0.0025 10.2 84 6.38 0.00374 20 400 3.1 31.4
9 12采區底川 梯形工字鋼 0.0025 10.2 45 6.38 0.00374 20 400 3.1 16.9
10 12040工作麵 梯形工字鋼 0.003 9.6 156 5.72 0.00534 9 81 1.6 15.9
11 12040采麵工切眼 單體支柱 0.003 9.8 68 5.8 0.00513 9 81 1.6 8.1
12 12040采麵上巷 梯形工字鋼 0.0025 9.6 184 5.72 0.00534 9 81 1.6 18.7
13 12040采麵上車場 梯形工字鋼 0.0025 9.6 52 5.72 0.00534 9 81 1.6 5.3
14 12采區軌道下山 梯形工字鋼 0.0025 10.2 24 6.38 0.00385 20 400 3.1 9.2
15 12采區車場 梯形工字鋼 0.0025 10.2 60 6.38 0.00385 20 400 3.1 23
16 12采區軌道大巷 梯形工字鋼 0.0025 10.2 302 6.38 0.00385 20 400 3.1 116.3
17 13采區中車場 梯形工字鋼 0.0025 10.2 40 6.38 0.00385 20 400 3.1 15.5
18 13采區軌道上山 梯形工字鋼 0.0025 10.2 230 6.38 0.00385 20 400 3.1 88.6
19 風井 砼镟 0.003 8.2 70 5.3 0.00672 28 784 5.3 89.0
20 風硐 料石砼镟 0.0017 6.6 20 2.87 0.0423 28 784 9.8 73.0
合 計 750.6
局部阻力10%
總 計 825.7
表5-2-2 最 小 負 壓 表
序號 巷道名稱 支護方式 （阻力係數）a 周長（P）
(m) 巷道長（L）
(m) 斷麵（S）
(m2) 1/S3 風量（Q）
(m3/s) Q2 風速（V）
(m/s) 風阻（H）(Pa) 備注
1 主井 砼镟 0.0035 11.3 84 10.18 0.00948 15 225 1.5 6.9
2 進風巷 料石砼镟 0.003 11.1 13 8.62 0.00156 15 225 1.8 11.5
3 副井 砼镟 0.0035 9.4 80 7.06 0.00284 13 169 1.6 10.5
4 副井東大巷 料石砼镟 0.003 11.1 88 6.44 0.00374 13 169 2.0 18.2
5 13采區皮帶上山下段 梯形工字鋼 0.0025 10.2 58 6.38 0.00285 10 100 1.6 5.6
小計
6 11采區皮帶上山上段 梯形工字鋼 0.0025 10.2 101 6.38 0.00385 20 400 3.1 38.9
7 11采區輔助皮帶下山 梯形工字鋼 0.0025 10.2 116 6.38 0.00385 15 225 2.4 21.9
8 11采區聯絡巷 梯形工字鋼 0.0025 9.6 58 6.38 0.00285 10 100 1.6 5.3
9 11070采麵運輸巷 梯形工字鋼 0.0025 9.6 188 5.72 0.005434 9 81 1.6 19.1
10 11070采麵切眼 單體支柱 0.003 9.8 70 5.8 0.00513 9 81 1.6 8.4
11 11070采麵回風巷 梯形工字鋼 0.0025 9.6 205 5.72 0.00534 9 81 1.6 20.9
12 11采區輔助軌道下山 梯形工字鋼 0.0025 10.2 98 6.38 0.00385 15 225 2.4 21.2
13 11采區軌道下山 梯形工字鋼 0.0025 10.2 40 6.38 0.00385 15 225 2.4 8.7
14 總回風巷 料石砼镟 0.003 6.6 20 2.87 0.0423 28 784 3.1 73.0
15 風井 砼镟 0.003 8.2 70 5.3 0.00672 28 784 5.3 89.0
16 風硐 料石砼镟 0.0017 6.6 20 2.87 0.0432 28 784 9.8 73.0
合 計 333.3
局部阻力10%
總 計 366.6
4、礦井等積孔
A=
式中：A—礦井等積孔，m2；
Q—礦井總風量，m3/s；
h—礦井通風負壓，Pa。
礦井通風容易時期等積孔為：
A = 1.19×28÷= 1.74
礦井通風困難時期等積孔為：
A = 1.19×28÷= 1.16
經計算，礦井通風容易時期等積孔為1.74m2。通風困難時期等積孔為1.16m2，礦井通風難易程度屬中等。
五、通風設施、防止漏風和降低風阻的措施
1、礦井通風設施
為保證井下風流沿需要的路線流動，就必須在井下某些巷道中設置相應的通風設施，以便對風流進行控製，井下通風設施主要有防爆門、擴散器、風硐、永久風門、調節風門、調節風窗、風橋、密閉和測風站等。
防爆門是防止井下發生煤塵、瓦斯爆炸時毀壞主要通風機的安全設施，其麵積不得小於出風井口的斷麵積，必須正對出風井口的風流方向，並應懸掛平衡錘。風硐是礦井主要通風機與風井之間的聯絡巷道，風硐不宜過長，風速不超過15m/s，斷麵形狀以圓形為最佳，風壁就光滑，拐彎要平緩，結構應嚴密；擴散器是在主要通風機出風口外接的一段斷麵逐漸擴大的構築物，其作用是為了減少風機出口的能量損失，以提高風機的效率；永久風門是在不允許風流通過，但需行人或行車的巷道內設置的，風門結構要求嚴密不漏風；擋風牆（永久密閉）設在不允許風流通過，也不允許人車通行的井巷內，采空區、舊巷、火區及進回風大巷之間的聯絡小巷等，都必須設置擋風牆，以免風流短路引起自然發火或有害氣體擴散等；風橋設置在進回風巷道平麵相遇的地點，構成立體交叉風路，使進風與回風分開，互不相混，各類風橋應用不燃性材料建築；調節風門設在並聯風網中，設置在風門或風牆上方，開一個麵積可調的窗口，利用小窗口的麵積調動來調節風量。
本次礦井改造初步設計共設計永久風門五道，調節風門三道，測風站四個。
2、防止礦井漏風措施
防止永久風門漏風的主要措施有：風門按規定建築，保證質量，門框要包邊沿口，有墊襯，四周接觸嚴密，加強管理，每組風門至少要有兩道，並掛正反向風門，正向風門用鋼絲繩連鎖，繩長以不能同時打開兩道風門為準，門牆要深入巷道圍岩內，磚砌門牆要用水泥砂漿抹麵；進、回風巷道間應保持一定的距離，盡量少開聯絡巷道。
防止密閉漏風的主要措施有：密閉按規定建築，保證質量，牆體厚度不小於0.5m，密閉周邊要掏槽，砌镟巷道要破镟掏槽，密閉牆要深入巷道圍岩內，磚砌密閉要用水泥砂漿抹麵。
3、降低風阻的主要措施
通風阻力的大小與巷道風量、井巷阻力係數、巷道長度、斷麵、周長等值有關，降低礦井通風阻力應采取以下措施：
1、應盡量避免主要巷道內風量過於集中。
2、提高井巷的施工質量，改善井巷壁麵的粗糙程度，以降低井巷的磨擦阻力係數。
3、改變井巷形狀，減少井巷周邊長度，服務年限較長的主要巷道應盡可能使用拱形斷麵。
4、擴大巷道斷麵，降低摩擦阻力，主要進、回風巷道的斷麵可適當加大。
5、要把連接不同斷麵巷道的巷道段做成斜線或圓弧形。
6、巷道拐彎時，轉角越大越好，盡量避免直角拐彎。
7、及時清理巷道中的堆積物，保持巷道清潔、完整，以免阻擋風流
8、在主要通風機的進口安裝集風器。
9、盡量縮短通風線路長度，在滿足生產需要的前提下，盡量縮短風路。
第三節 災害預防及安全裝備
為確保礦井安全，在礦井建設和生產過程中要嚴格執行《煤炭安全裝備基本要求》和《煤礦安全監測裝備標準和使用管理規定》。對瓦斯、煤塵、水害等進行早期預測預防，以切實防止災害的發生。
一、瓦斯防治
1、建立瓦斯個體巡回檢測和監控係統連續監測的雙重檢測係統，除設計中的監控係統外，在采煤工作麵上隅角、掘進工作麵及風巷回風口外，按照《煤礦安全規程》要求設置便攜式瓦斯報警儀。在采、掘工作麵配備瓦斯斷電儀，每班按照規定配備瓦斯檢查員，礦長、礦技術負責人、采掘區隊長、通風區隊長、工程技術人員、班組長、放炮員及流動電鉗工入井時必須攜帶便攜式瓦斯報警儀，瓦斯檢查工必須攜帶光學瓦斯檢測儀，安全監測工必須攜帶便攜式瓦斯報警儀或光學瓦斯檢測儀。各種監控儀器的位置見安全監控係統圖。
2、嚴格掌握風量分配，保證各采掘工作麵進風量不小於設計要求，保證各工作地點和硐室有充足風量。
3、加強通風管理，建立健全通風監測管理製度，做到通風設施完好，保證各作業點的風量和風速符合《煤礦安全規程》要求，防止局部瓦斯集聚，做到臨時停風地點切斷電源，撤出人員，設立警標。
4、井下電氣設備均應按照《煤礦安全規程》規定選型。
5、加強個體保護，井下工作人員必須配帶自救器。
6、為了進一步減少瓦斯事故，所有入井人員嚴格執行《煤礦安全規程》，特別是瓦斯檢查員、通風檢查員以及監測、監控技術人員，必須進行崗前培訓，熟悉掌握各種儀器、儀表的性能及操作規程，做好瓦斯監測預報工作，杜絕瓦斯事故，保證職工生命安全。
7、該礦雖然為低沼礦井，但技改工程屬多個礦井組合，可能出現單頭掘進距離較長等現象,應嚴格加強掘進工程管理。分區通風應對各采區風門、反向風門、調節風門嚴格管理，並有專職人員作好測風記錄，保證各地點按計算風量供風，同時能滿足礦井反風要求，保證礦井通風安全。
8、礦井投產後應及時進行礦井通風能力核定及通風阻力測定，預計初期礦井通風能力富餘係數較大，可通過調整風葉角度進行解決。
9、編製礦井瓦斯日報，報礦通風科、礦技術管理人員和安全礦長及礦長審閱並簽字，發現問題及時處理。
二、井下防塵
1、井下要建立完善的礦井防塵灑水係統。
2、生產中應定期清潔巷道中積存的浮塵或散布岩粉，防止沉積煤塵再度飛揚。
3、加強通風管理，控製巷道內的風速。
4、采掘生產過程中，爆破前後，爆破點附近20m 巷道範圍內，必須灑水降塵，放炮采用濕式鑽眼，水炮泥封孔。
5、該礦煤塵具有爆炸危險性，按照《煤礦安全規程》要求，在井下設置隔爆水袋，防止煤塵事故擴大，以確保生產安全。
6、井下所有煤倉和溜煤眼都應保持一定存煤。
三、預防井下火災措施
1、礦井必須設地麵消防水池和井下消防管路係統，地麵消防水池經常保持不少於200m3水量，並製定礦井消防用水措施。
2、各回采工作麵回采結束後45天內必須封閉完畢，防止風流進入采空區。
3、有機電設備的硐室均采用不燃性材料支護，並按《煤礦安全規程》要求設置防火門，機電硐室、井下水泵房及井下易著火地點配置滅火器等防火設備，並保持設施完好。
4、礦井口、井口房和通風機房附近20m內，不得有煙火或用火爐取暖。井下使用的棉紗、布頭和紙張必須放在帶蓋的鐵桶內，用過的棉紗、布頭和紙張也必須放在帶蓋的鐵桶內內，並由專人定期送到地麵處理，用剩的汽油、煤油等油類必須運回地麵，嚴禁隨地潑灑。
5、建設和生產期間嚴格執行《礦井防滅火規範》，防止火災事故發生。
四、預防頂板事故
1、采掘工作麵必須及時支護，嚴禁空幫空頂作業。
2、及時敲幫問頂，遇有活矸煤要及時處理，防止煤、岩突然冒落傷人。
3、保證支架質量，棚口要嚴，頂幫背實，迎山角、紮角要適當。
4、加強巷道維修管理，發現斷梁折柱或漏幫空頂及時處理。
5、采煤工作麵放頂時應指派有經驗的工人觀山。
6、厚煤層掘進時應防止空幫空頂，頂幫必須及時背嚴、背實。厚煤層放頂煤作業，應嚴格按作業規程執行，防止過量放煤，造成壓力前移或大麵積空頂使工作麵支柱失穩，發生冒頂事故。
五、預防井下水災的措施
1、嚴禁破壞保護煤柱，以防透水造成事故。
2、設計配有探水鑽，巷道掘進要堅持“有疑必探，先探後掘”的探放水原則，尤其巷道在距采空區及老窯警戒線50m附近施工時，更應加強探放水。
3、認真觀察地表岩石移動情況，發現塌陷和地表裂縫及時充填封堵，防止地表水下灌進入采空區和老空區，造成井下突水或水量增大現象。
4、技改和生產期間，嚴格執行《煤礦防治水工作條例》，製定防治水措施，防止礦井水患事故發生。
掘進工作麵或其他地點發現有透水預兆時，必須停止作業，采取措施，報告礦調度室，如果情況危急，必須立即發出警報，撤出所有受水威脅地點的人員。
第四節 主要防範措施
一、井下開采過程中的危害防範措施
1、安全出口措施
設計中的礦井安全出口主要有兩個：一個是副井，對原東升煤礦西南106米處一廢棄立井經技術改造，做為東升煤炭有限公司煤礦副井，井筒安裝梯子間，兼作礦井安全出口，人員可沿台階通達地麵；另一個是風井，利用原東升煤礦風井做為東升煤炭有限公司煤礦風井，井筒安裝梯子間，做為礦井安全出口；。礦井保證了兩個斜井安全出口，符合《煤礦安全規程》要求。
2、井下防滅火措施
該礦煤層自燃等級鑒定為III類，屬不易自燃煤層，可以減少礦井煤層自燃發火的可能，但並不排除煤層自燃和外因發火的可能，礦井在開采過程中應製定防止煤炭自燃和井下發火措施。
（1）對礦井服務時間比較長的巷道，如采區上下山、回風巷及集中運輸巷盡可能布置在岩巷中。
（2）在上、下山區段的運輸巷與回風巷之間盡量少做聯絡巷或砌築密閉，以克服兩巷間漏風，有利於提高礦井風量利用率。
（4）采麵回采結束後1個月內必須全部撤出設備、支架，45天風封閉完畢，並定期檢查密閉中的CO含量，防止煤炭自燃。
（5）嚴格礦井“一通三防”管理，完善通風係統，合理控製風量，並實行通風設施標準化管理，減少漏風，可采用分區通風和均壓防火技術。
（6）巷道鋪設灑水管路，進行灑水降塵。建立完善的消防灑水係統。
（7）進回風大巷、上下山巷道、采煤工作麵進回風巷及掘進工作麵設隔爆水袋，防止事故擴大。
（8） 機電硐室及井下皮帶機頭20m範圍內用不燃性材料支護並配備消防器材，在主要硐室設置防火門。
3、井下防治水措施
(1) 為了防止水害，井下配有探水鑽，在巷道掘進過程中，執行“有疑必探，先探後掘”的防治水措施，特別是遇到地質變化時，更應提高警惕，加強防範意識。
(2) 為了防止地質鑽孔湧水，工作麵接近鑽孔時，應嚴格檢查封孔質量，采取措施，防止鑽孔導水。
(3) 在距采空區及老窯警戒線較近時，必須加強探放水工作，防止突水事故發生。
4、防瓦斯爆炸
防止瓦斯爆炸的措施就是消除瓦斯爆炸的條件，可歸納為防止瓦斯積聚和防止引燃瓦斯。
（1）防止瓦斯積聚的措施主要有：合理選擇最佳的通風係統，加強通風管理，有采麵上隅角設置導風簾，吹散上隅角積聚的瓦斯，恢複盲巷或開啟密閉時先由救護隊人員檢查瓦斯，並製定安全措施，報安全礦長批準，
（2）防止引燃瓦斯的措施主要有：入井嚴禁攜帶煙草和點火物，井口房通風機房周圍20米範圍內禁止煙火和用火爐取暖，禁止打開礦燈，井下需要電氣焊時要嚴格審批手續，並遵守《規程》的有關規定，井下使用的機械和電氣設備防爆性能處於完好狀態，並經常進行檢查和維護，
（3） 根據《煤礦安全規程》規定，建立瓦斯巡回檢測製度，實行監控係統和人工檢測相結合的管理製度，可靠地預防和控製瓦斯事故的發生。
（4）入井人員必須熟記避災路線，掌握自救器的使用方法，並佩戴自救器。
（3）礦井進回風大巷、上下山巷道、采煤工作麵進回風巷及掘進工作麵設隔爆水袋，防止事故擴大。
5、井下煤塵的防治
(1)按規程規定控製風速，防止煤塵飛揚。
(2)距采煤工作麵10~15m處上下巷和掘進工作麵設防塵水幕。各轉載點設噴霧裝置。
(3)建立防塵、灑水係統，巷道定期灑水衝塵。
(4)掘進工作麵采用濕式打眼。
二、提升設備危害防範措施
礦井主井為箕鬥提升井，副井為罐籠提升井，設計為主井、副井提升機設置了綜合保護裝置。絞車司機在提升機運行過程中應集中注意力，由一人操作，一人監護。並做好提升機的運行記錄，發現問題及時處理。
三、地麵生產係統揚塵防範措施
1、各轉載點高差盡量減小，必要時封閉。
2、貯煤場經常灑水以防煤塵飛揚。
四、井下電氣設備危害防範措施
1、該礦為低瓦斯礦井，礦井高低壓電機的電氣設備、照明燈具、通訊、自動化裝置和儀表、儀器在井底車場、總進風巷和主要進風巷可選用礦用一般型，在翻車機硐室、采區進風巷則選用礦用防爆型。在總回風巷、主要回風巷、采區回風巷、工作麵及工作麵進回風巷則必須選用礦用防爆型。
2、井下所有低壓配電係統均選用具有選擇性的漏電器，發生漏電時能自動斷電。
3、向采區供電電纜的配出開關具有漏電斷電保護。
4、采區變電所低壓總進線設有人為旁路接地檢漏繼電器。
5、井下采掘工作麵實現“風電和瓦斯電閉鎖”。
6、高壓防爆開關櫃具有短路過負荷和欠電壓釋放保護。低壓電機的控製設備具有短路、過負荷、單相斷路和低壓保護。
五、防雷電措施
1、對10KV變電所、井架、水塔等高層建築，按《建築物防雷設計規範》和《工業與民用電力裝置的過電壓保護設計規範》要求，設置防雷電設施。
2、10KV架空線路兩端均裝設避雷或保護間隙，並采用高一級的絕緣子。用避雷器或保護間隙保護線路絕緣部分。
3、建築物容易受雷擊部位，裝設避雷針或避雷帶進行重點保護，每棟建築物至少有個極接地引線。
六、防觸電措施
（1）根據規程規範要求設置接地保護裝置。
（2）低壓、供電網絡中交流電動機和饋電線路裝設接地故障保護。
七、預期效果及評價
根據礦井職業危害因素的分析，設計中采取了防瓦斯、防火、防爆、防塵、防雷擊、防觸電、防機械損傷和防噪等措施。技術改造工程完成後，礦井必須嚴格執行有關安全衛生規程規範，並落實以上各項預防措施，就可以大大降低安全事故，保障生產人員的身體健康及礦井安全生產。
八、機械設備及人員配備
本礦井實行礦、隊二級管理製，在礦級領導中設立有專職安全副礦長，在通風隊中設防塵、防火、以及監測等人員3～5人。
地麵變電所地麵安裝四台變壓器，其中二台S7-315/10/0.4型變壓器（一台為原有設備）,兩台KS7-400/10/0.69型變壓器專為井下各負荷供電, 變壓器放在地麵，中性點嚴禁接地。主井安裝一台2JT-1.6/900型絞車,配備一對非標箕鬥，JR116－8型三相異步電動機,Ne=70kW；副井選擇使用2JTK-1.6型礦用提升絞車，JR116-10型電動機，Ne=55kW。風井選擇FBCZ-4-№13A型（原BK型）防爆軸流式主通風機2台， YBFe250M－4型防爆電動機2台，每組電機功率55kW，井下中央變電原有4台D46-30×4型水泵,再增加同型號水泵一台，可滿足排水要求。地麵變電所選用KGN-10型高壓開關櫃十二台，GGD2型低壓配電櫃十一台，井下中央變電所選用九台BKD1-400Z/660Z型饋電開關。
地麵變電所、主副井絞車房、通風機房、井下中央泵房、變電所、采區絞車房每班配備2人，一人操作一人監護。
九、專項投資
職業安全衛生投資包括：(1)生產環節防範設施費用；(2)檢查、監測、監控裝備和設施費用；(3)安全教育裝備費用；(4)事故應急措施費用等。
十、存在問題及建設
煤礦生產的特點是環節多並伴有多種危險、危害因素。盡管設計中考慮了相應的防範措施，但由於井下生產條件、環境千變萬化，礦井投產後，職業安全衛生工作還應根據具體情況加以完善，使煤礦生產安全、文明、正常持續地進行。
生產管理中把職工安全衛生措施切實得到落實。
礦工上崗前，必須按規定先培訓，嚴格安全技術教育，未培訓合格人員不得上崗作業。
總之，在煤礦職業安全衛生方麵，應貫徹“安全第一，預防為主”的方針。研究勞動條件對職工健康的影響，預防職業病、職業中毒和其它工業傷害的發生。創造良好的安全生產勞動條件，以保證人身安全，增進職工身體健康水平和促進煤炭生產穩定持續發展。
第七章 地麵生產係統
第一節 煤質及其用途
一、煤質特征
本礦井主采煤層為二1煤層。
1、煤的物理性質
二1煤層為黑色，以粉狀煤為主，偶見塊狀或鱗片狀煤，屬低水分、低灰、低硫、特低磷、特高熱值之貧煤。可作動力用煤，也可做為民用燃料。視密度1.38t/m3。
2、煤的化學性質及工藝性能
二1煤浮煤有機元素以碳元素為主，占91.74%，氫元素含量在4.03 %，氧和硫含量較少。原煤水分含量為0.90%，屬低水分煤。原煤灰分為13.72%，屬低灰煤；浮煤灰分為5.88~8.43%，平均7.48%。原煤全硫含量為0.79%，屬低硫煤。磷含量為0.005~0.075%，屬特低磷煤。浮煤揮發分平均為13.39%。原煤幹燥基恒容高位發熱量，平均為29.76 MJ/kg，屬特高熱值煤。浮煤膠質層最大厚度為0mm，焦渣特征為2，其焦型為粉狀，粘結指數為0，區內二1煤無粘結性。
3、煤類確定與利用方向
區內二1煤層以粉煤為主，偶見粒狀和鱗片狀。屬低水分、低灰、低硫、特低磷、特高熱值之貧煤。可作動力用煤，也可做為民用燃料。
第二節 煤的加工
本礦所采二1煤以粉狀、鱗片狀構造煤為主，偶夾少量塊煤，根據煤質情況和業主要求，原煤升井後，由B=500 mm地麵皮帶機將原煤直接輸送到儲煤場，由人工在原煤堆中撿矸和其它雜物後，原煤直接外銷。
第三節 生產係統
本次技術改造初步設計共設計井筒三個（主井、副井和風井）。利用原東升煤礦主井做為東升煤炭有限公司煤礦主井，主要擔負全礦井煤炭提升和進風任務；利用原東升煤礦風井做為東升煤炭有限公司煤礦風井，主要擔負全礦回風任務，井筒安裝梯子間，兼做礦井安全出口；對原東升煤礦西南106米處一廢棄立井經技術改造，做為東升煤炭有限公司煤礦副井，主要擔負全礦井人員上下、矸石提升、材料運輸等輔助提升任務，井筒安裝梯子間，兼作礦井安全出口。
一、主井生產係統
1、生產能力計算：
礦井設計生產能力為15萬噸/年? |
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