第一章总则
一、编制《计划》的依据
根据《煤矿安全规程》、《煤炭安全法》、《矿产资源法》、《安全生产法》、《矿山安全法》和永煤股份[2008]197号《关于规范矿井灾害预防和处理计划编制工作的通知》要求，特制定二○一○年度灾害预防和处理计划。
二、编制《计划》的目的
为认真贯彻执行“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针，为了防止煤矿在生产过程中各类事故的发生，有效指导矿井对于各种自然灾害的预防和处理，更好地预防灾害发生，保证灾害发生时能及时处理，减轻灾害，及时抢救人员，保障职工的安全和健康，保护国家资源和财产不受损失。
三、《计划》对各级领导和职工的要求
1、矿井灾害预防措施和处理计划，由矿长负责组织实施。每季度组织有关单位和人员对《灾害预防和处理计划》（以下简称《计划》）进行补充修订一次。
2、经批准的《计划》由主管安全工作的矿长负责组织安监科、企管科等有关单位按《煤矿安全规程》第六条对全矿职工进行培训和考试，考试不合格的经补考仍不及格者，严禁下井作业。《计划》修改补充后，还应组织全体职工重新学习考试。
3、各单位在贯彻本《计划》后，要有计划地组织职工熟悉避灾路线和安全出口。
4、贯彻本《计划》时，有关单位要将各种灭火器材的性能和使用方法向职工讲解清楚，能熟练使用，并熟悉受灾时切断本区电源开关的位臵和方法。
5、调度室必须配齐各种图纸。
6、机电科和通风队应经常检查、检修主通风机的反风装臵和井下的反向风门，保证需要反风时能顺利进行。
第二章基本情况简介
第一节矿井概况
一、井田位臵及范围
本井田位于禹县煤田西南部三峰山至米托寺井田，三峰山矿区内。上部至风化带，下部以-400m煤层底板等高线为自然边界，东部以Y=38442800与新峰四矿为界；西部以兰河为界与新峰二矿为邻；上部以谢西矿、老君堂矿等小煤矿为邻；下部无矿井布臵。井田走向长4.8km，倾斜长2.4km，井田面积10.4604K㎡，
河南永锦能源有限公司吕沟煤矿2007年8月由河南省国土资源厅颁发新的采矿许可证（证号：c4100002009091120034931），矿井划定开采范围：五2煤层由19个标点依次连接而圈定，开采标高为+202.6m～-400m；六4煤层由9个坐标点依次连接而圈定，开采标高为+202.6m～-400m。
河南永锦能源有限公司吕沟煤矿拐点坐标：
五2煤层拐点坐标：
⑴，x=3776670.00，y=38438000.00
⑵，x=3776670.00，y=38439070.00
⑶，x=3777290.00，y=38439120.00
（3a），x=3777360.00，y=38439130.00
（4a），x=3777330.00，y=38439530.00
⑷，x=3777280.00，y=38439530.00
⑸，x=3776500.00, y=38439470.00
⑹，x=3776500.00, y=38441100.00
⑺，x=3777350.00, y=38441100.00
（7a），x=3777500.00，y=38441100.00
（8a），x=3777500.00，y=384441700.00
⑻，x=3777500.00, y=38441100.00
⑼，x=3777500.00, y=38441700.00
⑽，x=3777300.00, y=38441700.00
⑾，x=3776200.00, y=38441700.00
⑿，x=3777185.00, y=38442800.00
⒀，x=3774940.00, y=38442800.00
⒁，x=3774995.00, y=38440000.00
⒂，x=3775190.00, y=38438000.00
六4煤层拐点坐标：
⑴，x=3776050.00, y=38438000.00
⑵，x=3776050.00, y=38438200.00
⑶，x=3776200.00, y=38438200.00
⑷，x=3776200.00, y=38438500.00
⑸，x=3775850.00, y=38441700.00
⑹，x=3775850.00, y=38442800.00
⑺，x=3774500.00, y=38442800.00
⑻，x=3774600.00, y=3844000.00
⑼，x=3774800.00, y=38438000.00
二、煤层赋存情况
矿区主要可采煤层为五2、六4煤层。五2、六4两层煤层赋存条件简单。五2煤煤层厚度稳定，一般厚度1.1m～1.5m，平均1.3m，普遍见一层夹矸，夹矸厚0.15～0.3m。六4煤层层位稳定，很少见不可采段，煤层一般厚度0.8m～1.3m，厚度平均0.9m。两层煤结构尚属简单，煤层走向270°～275°、倾向180°～185°，倾角13°～15°。根据地质报告显示两层煤顶板均为砂质泥岩或粉砂岩，五2煤局部有砂质泥岩伪顶，五2煤为Ⅱ类顶板，六4煤为Ⅰ类顶板，底板均为砂质泥岩，未见底鼓，工程地质条件简单。
三、开拓方式
采用片盘斜井开拓，井筒布臵于五2煤层。三级提升，主斜井下料和提煤、矸，副斜井行人，东西两翼各一斜井回风。其中主井井口坐标为X=3777330、Y=38441440，井口标高+201.2m，一、二级斜长600m，三级斜长400m。副斜井井口坐标为X=3777329、Y=38441407，井口标高+202.47m,斜长1560m。通过三条石门与六4煤层相连，沿煤层布臵各水平运输大巷。
四、开采方法
矿井采掘工艺及现有采掘工作面情况：矿井采掘工艺及现有采掘工作面情况：采煤工作面采用单体液压支柱配合绞接梁支护、可弯曲刮板运输机运输、全部垮落法管理顶板、炮采采煤工艺；掘进工作面采用风钻打眼、锚喷（工字钢）支护形式、炮掘施工工艺，人工装煤（矸）。现生产水平为八区段，分别在五2煤层西翼布臵803炮采采煤工作面和六4西翼布臵801炮采采煤工作面，矿井现有六个掘进工作面，分别为五2802下机巷、五2803上副巷、六4七西上副巷、六4七西扒空、九西大巷、九号水仓等六个掘进工作面。
五、“一通三防”情况
1、矿井通风系统
矿井采用两翼对角式通风方式，机械抽出式通风方法，主、副井进风，东、西两翼各有一回风井，五2、六4两煤层通过三条石门相连，各煤层分东、西两翼通风。西风井负责五2、六4煤层西区通风，东风井负责五2、六4煤层东区通风，东、西风井均无提升装臵，各安装两台4-72-11NO.16B离心式主要通风机，一备一用，东、西风井均为利用反风道反风。东风井回风量1786m3/min，风压720Pa、通风阻力0.8126N〃S2/m8，等积孔1.32m2；西风井风量1786m3/min，风压850 Pa，通风阻力0.9593N〃S2/m8，等积孔1.21m2。全矿井等积孔2.53m2，属中等容量通风矿井。（见附表2-1）
矿井主要通风机运转情况表（表2-1）
2、瓦斯情况
根据《煤矿安全规程》规定要求，我矿于2009年7月7日、7月17日、7月27日三天对全矿井进行了瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作，经过鉴定结果为：全矿井相对瓦斯涌出量为 4.07m3/t，绝对瓦斯涌出量为4.18m3/min,为低瓦斯矿井。矿井在开采过程中无发生煤（或岩）与瓦斯（或二氧化碳）突出现象。
3、矿井监控系统
我矿于2008年3月改造了KJ4安全监控系统，新安装KJ209N型监控监测系统。各类传感器所传数据通过大屏幕显示。监控系统已与永锦公司联网，监控系统具有记录、报警、打印报表、数据存储、回放等功能。对井下各采、掘工作面及回风巷的瓦斯、采面回风巷温度、一氧化碳、主要（局部）通风机开停、风门开关、主要回风巷风速、风硐负压、主要合车溜子、主提升绞车、主排水泵等各项安全生产情况进行监测监控，所传数据通过大屏幕显示。（见附表2-2）根据《煤矿安全规程》第149条规定，矿长、矿技术负责人、爆破工、工程技术人员、采掘区队长、通风区队长、班长、流动电钳工下井时携带便携式瓦斯报警仪。（见附表2-3）
监控系统运转情况表（表2-2）
便携式瓦斯报警仪使用情况（表2-3）
4、自救器使用情况
矿井有自救器发放室，配备专职人员，负责对入井人员发放自救器和自救器日常维护保养、检查工作。检身工严格检身制度，做到每一入井人员必须佩戴自救器，否则，严禁入井。自救器发放室配备称重仪和气密性检测仪，对全部在册自救器重量、气密性、外壳每月进行一次校验检查，发现不合格的给予报废处理，对超过使用期限的自救器严格按报废制度处理，严禁不合格自救器入井使用。（见附表2-4）
自救器使用情况（表2-4）
5、煤尘爆炸性及爆炸指数
根据《禹县煤田三峰山至米托寺矿区地质勘探报告（详查）》、《河南省禹州煤田吕沟煤矿生产矿井地质报告》及2009年5月国家安全生产洛阳矿山
机械检测检验中心提供鉴定结果，五2煤层煤尘爆炸指数为20.1％，六４煤层煤尘爆炸指数为18.38％，属有煤尘爆炸危险性煤层。
6、煤的自燃倾向性、自燃发火期
根据《河南省禹州煤田吕沟煤矿生产矿井地质报告》所示及2009年5月国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心提供鉴定结果，吕沟煤矿开采的五２、六４煤层均属自燃煤层，在实际开采48年历史过程中，未发生过煤层自燃现象。
我矿五2、六4煤层均属自燃煤层。但根据《禹县煤田三峰山至米托寺矿区地质勘探报告（详查）》提供，我矿五2、六4两层煤着火试验，属不易自燃煤层，实际开采48年以来无发生自燃现象。
六、水文地质情况
根据地质报告，矿区下石盒子组三9煤以上煤系地层，沿分水岭斜坡上露，除降水补给外，一般无其他补给水源，地层为单斜构造，储水条件差，因此二叠系裂隙含水层中地下储量不大，煤层顶底板裂隙导水性较差，水文地质条件属简单类型，矿井主要充水因素为煤层顶板砂岩裂隙水或矿井采空区积水。矿井正常涌水量为100m3/h,最大涌水量为120m3/h。
七、主排水系统
吕沟煤矿一级中央水泵房为六区段泵房，担负全矿井排水任务，泵房内安装3台型号MD155－67×8主排水泵，配套电机YB450S2-2，功率355Kw，其中一台工作、一台备用、一台检修，沿副井井筒安装Ф159mm排水管路2趟（一趟工作，一趟备用），排水高程402m,经测定平均每台工作泵排水量为137.5 m3/h 。矿井一级中央水泵房位于－105m水平，水仓容量为1650m3，二级中央水泵房为八区段泵房，担负六区段以下矿井排水任务，泵房内安装3台型号MD155－30×5主排水泵，配套电机YB2315S-4，功率110Kw，其中一台工作、一台备用、一台检修，沿副井井筒安装Ф159mm排水管路2趟（一趟工作，一趟备用），排水高程150m,每台工作泵排水量为155m3/h 。矿井二级中央水泵房位于－205m水平，水仓容量为900m3。
八、提升运输系统
采煤工作面使用可弯曲刮板运输机到采面机巷，采面下机巷采用
SGB-620／40T型刮板运输机和STJ800/30+30胶带运输机，平均速度V=1.6m/s,
输送能力200t/h，通过联络巷流入运输大巷，联络巷采用SGB-620／40T刮
板运输机，v=1.5m/s，输送能力200t/h，井下运输大巷道轨轨距采用600mm，
铺设24kg/m道轨，电机车型号为ZK7-6/250，矿车规格为MG1.1-6A，每列车
牵引矿车为32辆，大巷中相邻两列车间隔时间为12分钟。经核定：矿井大
巷运输能力核定为61.44万t/a。大巷通过井底车场串车经三级、二级、一
级共三级绞车提升至平地，一级、二级、三级绞车型号分别为
XKT2×2×1B-20、XKT2×2×1B-20、2JK－2/20，其中三级提升距离400m，
二级、一级提升距离均为600m，提煤时串7辆车，提矸石时串6辆车。三级、
二级、一级主提升核定能力分别为：68.67万吨/年、46.2万吨/年、49.42 万吨/年。
九、供电系统
矿井双回路供电于2008年7月经过改造，引自电源点：禹州电厂。一
路T接禹州电业局赵火35KV线路7#杆，电压等级为35KV，架空长度8Km；
另一路火神35KV线路45#～46#电杆之间T接点，架空长度5.543Km。一回
路和二回路钢芯铝铰线型号和长度分别为LGJ-70型，11Km和LGJ-70型，9Km。
主变压器2台，型号为SJL1-1600/35/6,1600KVA。生产厂家为郑州变压器厂。
我矿入井主电缆两趟，电压等级为6KV，规格型号为：MYJV32-3×50mm，长
度均为1300m，其中井下装机总容量为1180KW。
十、井上、下通讯系统
矿井通讯系统井上下采用DDD-17D型程控调度交换机，容量100门，交
换机安装在地面调度室，通讯电缆对数50对沿副斜井铺设一条通讯电缆，在
副井分站分两路各25对供采掘及使用地点，矿井电话机数量89门，平地安
设电话63门，井下安设23门，实现了每个采、掘进工作面一部电话，采煤
工作面上、下副巷均安装一部电话，井下六区段、八区段变电硐室、采面乳
化液泵站、掘进压风机硐室及一、二、三级提升车场、绞车房、一、二部人车等地点均安设了电话，保证所有采掘工作面、主要运输线、主要机电硐室、东、西风井、变电所及其它需要安装电话地点均安装到位。后附《井下各地点电话号码表》。调度指挥中心还安装了传真机、录音电话、移动电话，可以实现矿区内外通讯畅通便利。调度室电话组负责井上下电话维修保养、更换、电缆敷设等日常管理工作。
第二节 2010年生产计划
一、矿井当前生产情况
现生产水平为八区段，分别在五2煤层西翼布臵五2803炮采采煤工作面和六4西翼布臵六4801炮采采煤工作面，矿井现有五个掘进工作面，分别为九号水仓、五2九西大巷、五2802下机巷、六4七西扒空、六4七西上副巷共五个半煤岩掘进工作面。预计全矿2009年生产原煤50万吨，完成全年计划100%.完成总进尺9042m，其中开拓896m，准备进尺2090m，分别完成计划145%、156%、120%。
二、矿井2010年生产计划安排
根据矿井核定生产能力，坚持以风定产，以市场为导向，继续优化产品结构，结合2009年市场情况，对2010年市场预测，确保全年产销平衡及采掘正常接替，“三量”有所富裕的原则编制2010年生产经营计划。
2010年我矿计划生产原煤45万吨，掘进总进尺为8262m；其中开拓572m，准备1920m，回采5770m。
1、采煤工作面接替情况：
五2803采煤工作面可采储量18.1万吨，在2010年7月份采面结束；2010年8月转至五2802采面生产，五2802采面可采储量13.6万吨，可采至2011年4月。
六4801采面可采储量10.8万吨，可采至2010年4月；2010年5月转至六4803采面生产，六4803采面可采储量13.5万吨，可采至2011年2月；2011年4月转至五2902新采面生产，五2902新采面可采储量43.2万吨，
可采至2012年11月。
详见附表：2010年采煤工作面接替表
2、进尺计划安排
2010年总进尺计划8262m，其中：开拓进尺572m，准备进尺1920m，回采进尺5770m。九号开拓工程计划安排二个开拓组进行施工，其中，第一开拓组施工四级车房绞车道、四级车房、主井平台、主井延伸，每月计划20m，全年240m；第二开拓组施工专用回风斜井、行人绕道、副斜井延伸，每月计划28m，全年332m。九号开拓工程全部锚喷支护，各巷断面见《2010年开拓工程排队计划表》。准备巷道：五2九西大巷、五2九西轨道上山、五2九东大巷，五2九西大巷、五2九东大巷采用工字钢对棚、梯形支护，上宽2m（净），下宽3.1m（净），中高2.35m；、其它井巷工程详见《2010年井巷工程排队计划表》。五2901采面必须在2010年9月前构成通风系统；新采面必须在2010年8月前通风构成系统。
详见附表：2010年产量计划表
2010年开拓、掘进计划表
第三节 2009年安全技措工程
严格按照国家对安全费用提取、使用管理的要求，按15元/吨的标准提取安全费用，设立专门账户，专款专用，并配合制订的安全技措计划， 2010年矿井计划投入675万元安全技措资金，不断完善矿井通风、防治瓦斯、防治煤尘、防灭火等安全技措工程，提高矿井安全程度和安全管理水平。
1、矿井主要通风设备的更新改造支出80.10万元，其中主要包括用于各掘进工作面的2×5.5KW和2×7.5KW风机各10台，用于各掘进工作面的橡胶风筒1200节、风筒过渡节120节、风筒钢丝弯头250节、风机自动倒台开关10台、测风站、密闭材料50处、无压风门5套、过滤式自救器1000台、自救器护套2000个、风表10台等。
2、完善和改造矿井瓦斯监测系统与抽放系统支出102.21万元，其中主要包括用于更换和增加光干涉式甲烷检定仪30台，用于更换和增加便携仪
500台、分站5台及各类传感器150、接线盒60个、断电器15台等。
3、完善和改造矿井防灭火支出 4.47万元，主要用于井下灭火器500台年检和新增灭火器200具、消防锨100把、消防桶100个等。
4、完善和改造矿井综合防尘系统支出39.32万元，其中主要包括光控自动喷雾装臵20台，6.4万元，井下用各类防尘管430m，0.85万元，各巷道用隔爆水槽1400个，7.8万元、球阀750个1.75万元、钢管焊管31吨11.8万元等。
第三章可能发生各种灾害事故的自然条件、地点和原因第一节瓦斯灾害情况和可能发生瓦斯灾害事故地点和原因
一、瓦斯灾害情况
1、2009年瓦斯等级鉴定情况：2009年7月7日、7月17日、7月27日三天时间对全矿井进行了瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作，鉴定结果：矿井相对瓦斯涌出量为4.07m3/t，绝对瓦斯涌出量为4.18m3/min, 为低瓦斯矿井；相对二氧化碳涌出量为 4.769m3/t，绝对二氧化碳涌出量为6.26m3/min,为低二氧化碳矿井。
2、矿井历年来瓦斯涌出情况一览表：
3、矿井开采八区段及以上区段过程中无瓦斯异常区。
矿井在开采48年历史中无发生过煤（或岩）与瓦斯（或二氧化碳）突出或喷出等异常现象。五2煤层相对六4煤层瓦斯含量和涌出量较大，应注意加强五2煤层瓦斯管理。
4、矿井瓦斯地质情况：五2、六4煤层硬度系数为f=1～3，煤质较硬，矿井地质条件简单，矿井发育的主要断层为F1正断层，延展长度约3.0km，断层走向为北东－南西，倾角约60°左右，错断五2、六4煤层，最大落差19m，区内延展长度2.2km，由五2、六4煤层五西、六西、七西、八西大巷控制。该断层在揭露期间，瓦斯涌出量正常，无异常情况。
二、容易发生瓦斯事故的地点及原因
根据我矿瓦斯情况，可能发生瓦斯事故的地点、原因和波及范围为以下地点：
1、停风的采掘工作面，特别是掘进工作面，比如：五2煤层的五2802下机巷掘进工作面、五2803上副巷掘进工作面；六4煤层的六4七西上副巷
工作面因故停风后。由于掘进工作面靠局部通风机供风，正常通风时，瓦斯涌出后，能够及时排出至全风压巷道内，但停风后，工作面仍不断涌出瓦斯，且无法排出，瓦斯不断聚积，直至达到爆炸浓度，恢复通风过程中违章排放或无风违章作业，若遇到明火或其它引爆火源，就会发生瓦斯事故。掘进工作面瓦斯爆炸波及范围为：本掘进工作面及其回风系统内所有巷道，若发生风流逆转，则影响到工作面所在区域内全部巷道及主、副井。
2、停风的盲巷或风速低于《煤矿安全规程》规定风速下限值的巷道顶部，特别是上山巷道，瓦斯比重比空气轻，在微风或无风巷道内，容易聚积到巷道顶部或上山巷道迎头，停风时间越长，瓦斯涌出越多，直至达到爆炸浓度。当违规拆除密闭墙、违规排放高浓度瓦斯盲巷、在风速低于规程规定下限值巷道作业等条件下，到达爆炸浓度的瓦斯遇到明火或其它引爆火源，就会发生瓦斯事故。我矿可能发生以上瓦斯事故地点为：五2西区因工程调整，需暂时停掘的掘进工作面；五2西区掘进距离较长、风筒漏风较多、风速较低的掘进工作面中部地段的掘进工作面。盲巷处发生瓦斯爆炸波及范围为：停掘的工作面及其回风系统内所有巷道，若发生风流逆转，则影响到该区采煤工作面及所在区域内全部巷道及主、副井；风速低的工作面发生瓦斯爆炸波及范围为：该掘进工作面及其回风系统内所有巷道，若发生风流逆转，则影响到该区采煤工作面及所在区域内全部巷道及主、副井。
3、采煤工作面上隅角，特别是五2煤层采煤工作面上隅角，由于瓦斯比重比空气轻，容易聚积到采煤工作面上隅角，造成瓦斯聚积，五2803采煤工作面回采过程中，由于上隅角处若风速较低，无法及时稀释排除瓦斯，则上隅角极易发生瓦斯聚积，当达到爆炸浓度遇明火或其它引爆火源，就会发生瓦斯事故。发生瓦斯爆炸波及范围为：该工作面及其回风系统内所有巷道，若发生风流逆转，则影响到该区所在区域内全部巷道。
4、冒顶空洞高度大于2.5m以上的地点，主要为矿井回风巷道内，比如：五2七西、七东，六4七西回风巷内，由于矿井每一区段大巷服务年限较长，巷道支护材料腐朽老化，造成冒顶现象，经维修后，出现架楼高度大于2.5m
的冒顶空洞，风流无法稀释排除空洞上部瓦斯时，越聚越多，直至达到爆炸浓度，当达到爆炸浓度遇明火或其它引爆火源就会发生瓦斯事故。发生瓦斯爆炸波及范围为：该地点回风系统内所有巷道。
5、其它可能发生瓦斯事故地点，井下任何地点只要产生瓦斯聚积，瓦斯达到爆炸浓度，遇到引爆瓦斯火源存在，就会发生瓦斯事故。
第二节火灾情况和可能发生火灾事故的地点和原因
一、矿井火灾隐患
根据2009年5月国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心提供鉴定结果，我矿五2、六4煤层均为Ⅱ级，属自燃煤层，但在实际开采48年以来无发生自燃现象，因此，我矿火灾隐患主要在外因火灾方面。
1、引起煤炭自燃条件：
①、有自燃倾向性煤被开采后呈破碎状态，堆积厚度一般大于0.4m；
②、有较好的蓄热条件；
③、有适度的通风供氧；
④、上述3个条件共存的时间大于煤的自燃发火期。
2、容易引起外因火灾的条件
①、必要条件：有充足的可燃物；有助燃物存在；具有一定温度和能量的火源。
②、充分条件：燃烧的三个必要条件同时存在，相互作用；可燃物的温度达到燃点，生成热量大于散发热量。
二、可能发生火灾事故的地点、原因和波及范围
1、内因火灾
可能发生内因火灾的地点：五2煤层采煤工作面采空区，因为五2煤层较厚，有伪顶（伪顶为炭质泥岩），采空区留有浮煤时，若采空区有漏风，符合自燃条件时，即可发生自燃。发生自燃后波及范围：五2煤层西（东区）采煤工作面及其回风系统全部巷道。
五2、六4煤层采煤工作面回风巷以上（原运输大巷）保护煤柱，在采
面无进行回采情况下，煤柱会压酥，另外，采空区漏风、老巷积水易聚热，极易诱发煤层自燃。发生自燃后波及范围：五2、六4煤层采煤工作面及其回风系统全部巷道。
2、外因火灾
煤矿井上、下有大量的可燃物质，如坑木、胶带、电缆、风筒等固体；变压器油、润滑油；煤炭和含炭泥岩等炭质类物质；瓦斯、氢气、一氧化碳等可燃气体。因此，矿井内有较多的可燃物基础。由此，判定可能发生外因火灾主要从火源入手，火源可分为显火源和潜火源两种。可能发生火灾地点有：
①、电能热源引燃的火灾：由于电流短路或导体过热、电弧电火花、烘烤（灯泡取暖）、静电等引燃的火灾。可能发生地点有：充灯房、副斜井、安设架空线的运输大巷、二、三级绞车房、六区段、八区段中央变电所及泵房、压风机硐室、硅整流变电所、移动变电站及井下有电气设备设施、电缆的巷道或工作面。
井口附近20m、进风斜井内发生火灾波及整个矿井；安设架空线的运输大巷发生火灾波及大巷所在区域内全部巷道；二、三级绞车房、六区段、八区段中央变电所及泵房发生火灾波及所在硐室及其以下井巷、工作面；压风机硐室发生火灾波及硐室所在巷道及其回风系统内全部巷道或工作面；硅整流变电所、移动变电站发生火灾波及所在巷道及其回风系统内全部巷道或工作面；井下有电气设备设施、电缆的巷道或工作面发生火灾波及所在巷道及其回风系统内全部巷道或工作面；
②、摩擦热引燃的火灾。如胶带与滚筒摩擦、胶带与碎煤摩擦及其它摩擦产生的热源等引燃的火灾。可能发生地点有：五2、六4采煤工作面下机巷胶带输送机、机头机尾处，发生火灾波及范围为：胶带输送机所在的下机巷、采煤工作面、采面回风巷及其回风系统全部巷道。
③、放明炮、糊炮、装药密度过大或过小、钻孔内有水、炸药受潮以及封泥长度不够或用可燃物（如煤粉、煤块或炸药包装纸等）代替炮泥的违反
操作规程操作的爆破作业等引燃的火灾：可能发生地点：五2、六4煤层所有采掘工作面及其它需要爆破作业的地点，发生火灾波及范围为：掘进工作面波及范围：掘进工作面及其回风系统内全部巷道；采煤工作面波及范围：采煤工作面及其回风系统内全部巷道；其它地点波及范围所在巷道及其回风系统内全部巷道或工作面。
④、液压联轴器喷油着火引燃周围可燃物，井下存放变压器油、润滑油等油污物料等着火：可能发生地点：所有压风机硐室、违反规定存放变压器油或润滑油及油污物料的地点。发生火灾波及范围为：压风机硐室波及范围为所在巷道及其回风系统内全部巷道；存放变压器油或润滑油及油污物料的地点波及范围为所在巷道（工作面）及其回风系统内全部巷道。
⑤、明火引燃的火灾：明火主要产生于加热器、喷灯、焊接和气割作业、井下吸烟烟头。可能发生火灾的地点：违反操作规程或安全技术措施在井口附近20m范围内或井下焊接和气割作业的地点，井下扔有烟头地点。发生火灾波及范围为：井口附近波及范围为全矿井；井下焊接和气割作业的地点波及范围为所在巷道及其回风系统内全部巷道；井下扔有烟头地点波及范围为所在巷道（工作面）及其回风系统内全部巷道。
第三节粉尘情况和可能发生粉尘事故的地点和原因在矿井生产过程中，如钻眼作业、爆破作业、锚喷作业、顶板管理、煤（矸）转载、运输等各个环节都会产生大量的粉尘。井下作业人员长时间接触粉尘且无采取个体防护措施的，极易产生尘肺病。开采煤层具有煤尘爆炸性，煤尘悬浮于空气中并达到一定浓度；存在引燃煤尘爆炸的高温热源，当三个条件同时具备，就会发生煤尘爆炸事故。煤尘爆炸事故危害极大，可以摧毁整个矿井，造成矿毁人亡。
根据粉尘产生的环节和地点，判断可能发生粉尘事故的地点有：采、掘工作面、采煤工作面下机巷及合车联络巷刮板机、胶带运输机转载点、风速大产尘量大的巷道等。发生粉尘事故原因为：采煤工作面煤层薄采取煤层注水影响到工作面工作环境及安全，因此采面在生产过程中各环节都会产生大
量粉尘，采用爆破作业、人工装煤、刮板机运输及机电设备失爆等原因产生引燃粉尘爆炸火源，因此，可能发生煤尘事故；掘进工作面采用电煤钻打眼或风钻打眼无采取防尘措施、爆破作业、转载机、刮板运输机转载运输等各个环节都产生大量粉尘，若遇到引燃粉尘爆炸火源，就可能发生煤尘事故；采煤工作面下机巷及合车联络巷刮板、胶带运输机转载点及井下风速大产尘量大的地点若无采取防尘措施，风速过大、煤质较干会产生大量粉尘，若遇到引燃粉尘爆炸火源，就可能发生煤尘事故。
第四节水害情况和可能发生水灾事故的地点和原因
一、矿井历年水害情况，各采掘作业地点附近岩层含水情况、老空水情况，对采掘作业所构成的威胁。
1964年3月14日，西大巷上山掘进时遇一老窑，造成矿井突水，历时2～3天，总涌水量达9000m3。自此以后井下未发生过较大涌、突水现象。较小的涌突水多为在开采揭露断层或遇裂隙水发生的，且以顶板滴水、淋水为主，偶有小股溢水，一般水量3～5m3/h，揭露的断层出水点持续时间较短，数日内即干涸，对矿井安全生产无影响。
目前，矿井开采水平为-189m，九区段延深至-240m，根据对周围煤矿了解情况看，我矿开采深度最深，不受周围煤矿采空区影响，主要水源为松散层孔隙水和风化带裂隙水及顶板裂隙水，松散层孔隙水和风化带裂隙水沿冒落裂隙带进入老空区或浅部老窑，而后通过老空区或老窑进入矿井，形成矿井水。
根据2010年采掘计划五2煤层布臵有五2803采煤工作面、五2802下机巷、五2803采面上副巷、九西大巷、五2901切眼、九西轨道上山、九号水仓等工作面；六4煤层布臵有六4801（803）采煤工作面、六4七西上副巷、六4八东下机巷、六4七东回风巷。五2煤层顶板砂岩含水层，位于下石盒子组上中部，由灰色中～厚层状粗、中粒砂岩组成，层位稳定，厚0～17.72m、一般 1.0～14.2m，裂隙不甚发育，含富水性较弱，属弱富含水层，在裂隙发育处，常造成五2煤层顶板淋水，但水量小、持续时间短，对五2煤层开
采偶有影响。九西大巷、九号水仓、五2802下机巷、五2803采面上副巷在掘进时局部有顶板淋水现象。六4煤层顶板砂岩含水层，位于上石盒子组下部。由浅灰色中～厚层状中粒砂岩组成，层位稳定，厚0～12.62m、一般1.5～6.4m。裂隙不甚发育，含富水性较弱，属弱富含水层。在裂隙发育处，常造成六4煤层顶板淋水，但水量小、持续时间短，对六4煤层开采偶有影响。六4801（802）采煤工作面、六4八西大巷、六4八西下机巷、六4采面上副巷在回采、掘进时局部有顶板淋水现象。六4801、五2801采煤工作面上副巷有少量水沟水渗水，对回采无大的影响。
二、可能发生水灾事故的地点和原因。
1、五2803采煤工作面邻近上副巷水窝时，无采取排水措施，造成构透水窝，形成短时透水事故。
2、五2采面上副巷、六4采面上副巷掘进过程中遇上部采空区锅底水，形成突水事故。
3、九西车场掘进工作面在掘进过程中会遇到局部顶板涌水事故，该工作面现为开采最深地点，发生透水事故时为临时缓冲水仓。
4、六4803切眼掘进过程中遇到老君堂煤矿越界部分老空区或老巷积水，形成突水事故。
第五节顶板情况和可能发生冒顶事故的地点和原因
一、顶板灾害情况
1、矿井地质构造情况
矿区总体构造形态为走向东西、倾向南的单斜构造，局部有小的波状起伏，地层倾角10～20°平均15°。该区断裂不发育，根据矿井开采揭露，局部发育北东向和北西向两组小断层。落差多小于5m。该区发育的主要断层为F1正断层，延展长度3.0Km，断层走向北东向，倾向北西，倾角60°左右，错断五2、六4煤层，最大落差19m，区内延长2.2Km。区内褶曲不发育，浅层无岩浆侵入。本矿区构造复杂程度为简单。
2、裂隙发育程度
五2、六4煤层顶板裂隙不甚发育，局部有发育，对开采有一定影响。
3、顶板类型
五2煤层直接顶多为砂质泥岩或粉砂岩，老顶为砂岩，煤层上多有0.2-0.4m厚泥岩或炭质泥岩伪顶存在。在生产中极少发生冒顶、片帮事故，根据有关规程和矿井开采实践，属Ⅱ类顶板，即较易管理型顶板；直接底板多为砂质泥岩或泥岩，虽局部有微弱隆起现象，但不太严重。
六4煤层直接顶多为砂质泥岩或粉砂岩，老顶为砂岩，伪顶甚少。在生产中极少发生冒顶、片帮事故，根据有关规程和矿井开采实践，属Ⅰ类顶板，即易管理型顶板；直接底板多为砂质泥岩或泥岩，虽局部有微弱隆起现象，但不太严重。
4、支护条件
五2803、六4801（803）采煤工作面均采用单体液压支柱与金属铰接顶梁配合，棚梁之间采用川杆配合短节护顶；五2803下机巷、五2803上副巷掘进工作面采用工字钢支护，五2区回采、准备掘进巷道采用工字钢支护，以上巷道棚子之间均采用川杆配合短节护顶、邦；六4八西下机巷掘进工作面采用工字钢支护；六4采面上副巷采用工字钢支护，上副巷以上回采切眼采用工字钢支护，六4区轨道上山采用工字钢支护，以上巷道棚子之间均采用川杆配合短节护顶、邦；九区段及以下开拓工程采用锚杆、锚网、钢带配合混凝土喷浆联合支护，临时支护采用锚杆、锚网支护。现用巷道情况为：准备巷道采用工字钢对棚支护形式，回采巷道采用工字钢单摆支护形式，开拓巷道均采用锚喷支护形式。
5、历年来发生顶板事故情况
2000年以来我矿发生一起顶板事故：2004年2月14日4点班，在六4七西2700川风丁字口处维修时，采取安全措施不到位，在维修时顶板来压，离层脱落冒顶摧垮棚子，造成死亡一人，形成顶板事故。此后几年以来，全矿井未发生顶板事故。
二、可能发生冒顶事故的地点和原因
1、采煤工作面上下端头。采面上下端头控顶距大，压力集中，若顶板破碎、支柱支撑能力达不到要求，极易发生冒顶事故。
2、采煤工作面放顶线、煤壁附近。放顶线附近压力集中、顶板破碎、支柱支撑能力达不到要求、特殊支护措施不力、人员进入采空区作业；煤壁松软、伞檐超过规定、煤壁离层、压力较集中、控顶距过大，无采取支护措施，易发生冒顶事故。
3、采煤工作面有裂隙、节理发育、采空区顶板悬顶面积大的地段。采面出现上述情况下顶板易破碎，不易控制，采面压力大，支柱支撑能力达不到要求，易发生冒顶事故。
4、采煤工作面过断层、过老巷、过薄（厚）煤带、沿空留巷、初采初放、采面回撤等特殊地点（时间段）。采煤工作面在上述情况下，自然条件较差，极易出现压力集中、顶板破碎、支柱走形、支撑力达不到要求，加上作业条件差，现场管理难度增加，不易管理，易发生冒顶事故。
5、掘进工作面迎头10m范围内。由于掘进工作面迎头首次揭露煤层或岩层，顶板不稳定，支架稳定差、支撑能力差，工人主要工作场所，违章空顶作业、放炮前后不加固棚子，放炮崩倒棚子后无采取由外向内维修或处理活矸（煤）直接进入迎头工作、防倒装臵、超前抬棚不起作用或无使用等因素，易发生冒顶事故。
6、锚喷巷道临时支护地段。锚喷巷道临时支护地段空顶面积大，巷道高，无及时打锚杆或初喷，临时支护距离超过《作业规程》规定，顶板离层无及时处理，工人违章空顶作业，顶板破碎无采取有效措施等条件下，极易发生冒顶事故。
7、掘进工作面开口、交岔点、贯通施工地点。开口、交岔点、贯通施工地点空顶距大，压力集中，老巷开口、贯通地点顶板破碎离层、支护材料腐朽老化等原因。
8、交岔口、十字口等巷道维修地点。由于交岔口、十字口等巷道维修地点空顶距大，压力集中，顶板破碎、支护材料腐朽老化、支柱支撑能力达