-380m水平2300采區設計說明書

前 言

山東華寧礦業集團有限公司鑫安煤礦現在生產水平為-380m水平，生產采區為-380m水平1300采區即水平首采區，由於采區可采儲量服務時間漸短，不足於維持較長時間，從礦井三量平衡考慮，根據礦井接續安排，-380m水平2300采區接續1300南翼采區，本著充分利用原生產係統、投資少、采區係統優化、安全可靠的原則，鑫安煤礦編製了-380m水平2300采區設計。

一、編寫依據

1、《山東華寧礦業集團有限公司鑫安煤礦水文補充勘探地質報告》

2、《山東寧陽縣鑫安煤礦建井地質報告》

3、《山東華寧礦業有限公司鑫安礦井初步設計》

4、《鑫安煤礦礦井初步設計安全專篇說明書》

5、《煤炭工業礦井設計規範》

6、《煤礦安全規程》

二、設計指導思想

指導思想：認真貫徹國家有關煤礦的方針、政策和法律、法規，嚴格執行煤礦的有關規程、規範和規定，從現有采區的實際情況出發，充分利用現有生產係統和技術裝備，合理開拓布局，確保安全可靠，實現投資少，見效快的目的，盡快形成采區各生產係統。

第一章 采區概況及地質特征

鑫安煤礦2003年8月開始建井，2006年11月投產，無相鄰礦井。立井—暗斜井上、下山多水平開拓，設計生產能力45萬噸/年，目前礦井有三個水平即-147m水平、-380m水平、-600m水平，-147m水平為輔助水平無采掘作業，-380m水平為生產水平，-600m水平為開拓水平。

第一節 采區概況

一、采區位置及範圍

2300采區為-380m水平第二個采區。南部隔F33斷層，與-380m水平1300北翼采區相鄰，采區北部至F25斷層，東部隔F45斷層，與-600m水平1300采區相鄰，西部隔F44斷層，與-380m水平1300采區1301采空區及-147m水平采空區相鄰，可采煤層為3煤層，平均厚度5.18m，2300采區開采上限為-285m，開采下限為-460m。

本區南北走向長約0.85km，東西傾斜寬約0.33km，麵積約為0.281km2。

二、與鄰近巷道、采區及地麵關係

采區南部隔F33斷層，西部隔F44斷層與-380m水平1300采空區和原沙莊礦采空區相鄰，采區為北部為F25斷層，東部隔F45斷層與-600水平1300采區相鄰。

2300采區地表為大麵積農田，無建築物、無水渠，無積水區，無村莊、無鐵路、橋梁等，隻有一條東西向通本礦井的35KV輸電線路， 對開采無影響。

第二節 采區構造及水文地質

一、地質構造

2300采區內有9條主要斷層(含邊界斷層);在采掘過程中，還可能會見到其它小斷層，但是落差不大，不導水，對采掘無影響。采區內圍岩裂隙較為發育，尤其是在斷層附近煤岩較破碎，無大的褶曲構造，局部有小的褶曲。本區無岩漿岩侵入。

表1-1 斷層情況表

構 造 情 況

編 號性 質產 狀落差(m)導水性對采掘的影響程度

F33正斷層150°～190∠60°0～30不導水見斷層時由於岩層破碎，可能會出現淋水，對掘進基本無影響。

F33-1正斷層165°～170°∠65°20～30不導水見斷層時由於岩層破碎，可能會出現淋水，對掘進基本無影響。

F31正斷層170°～180°∠65°20～30不導水見斷層時由於岩層破碎，可能會出現淋水對掘進基本無影響。

F28正斷層180°～190°∠65°20～30不導水見斷層時由於岩層破碎，可能會出現淋水，對掘進基本無影響。

F45正斷層80°～90°∠65°20～80不導水邊界斷層，掘進時，要留足斷層保護煤柱，斷層對掘進基本無影響。

F44正斷層90°～100°∠75°20～40不導水邊界斷層，掘進時，要留足斷層保護煤柱，斷層對掘進基本無影響。

F44-1正斷層90°～100°∠75°30～70不導水 見斷層時由於岩層破碎，可能會出現淋水，對掘進有一定影響，對回采無影響。

F25正斷層30°～40°∠60°80～100不導水邊界斷層，掘進時，要留足斷層保護煤柱，斷層對掘進基本無影響。

FI5正斷層180°～190°∠50°5～10不導水見斷層時由於岩層破碎，可能會出現淋水，對掘進基本無影響。

掘進過程中，還可能會見到其它小斷層，但是落差不大，不導水不影響正常掘進。

二、水文情況

(一)、水文地質類型

開采3煤層的直接充水含水層為3煤層頂、底板砂岩，富水性弱。在3煤層冒裂高度範圍內上覆無強含水層存在。但我礦存在少量-147m水平老空區積水，采空區積水位置範圍、積水量清楚，現已留設了足夠的防水煤柱，並在采掘工程平麵圖上標明了積水區、探水區及警戒線。現將各類水害祥述如下：

1、地表水情況

鑫安井田位於區域水文地質單元東北部，(區域範圍:東起嶧山斷層,西至嘉祥斷層，北起汶泗斷層，南至鳧山斷層，麵積約3000km2)井田內各基岩含水層均隱伏於第四係之下，第四係厚18.6～72.95m，平均44.75m，本采區內地表無河流，區內潛水麵一般深15～18m左右，北部較淺，南部較深。由於第四係與新近係粘土類地層的阻隔，使得地表水及大氣降水與各基岩含水層無直接水力聯係。

2、老空區積水情況

我礦-147m水平以上采空區內已基本無積水，-147m水平以下有三處積水存在，一處位於-147m水平大巷西北側積水麵積最大為20300㎡，積水量最大為12000m3，另兩處位於-147m水平大巷西南側積水麵積最大分別為4900㎡、4300㎡，積水量最大分別為2900m3、2600m3。三處積水合計總積水麵積最大為29500㎡，積水量最大為17500m3。采空區邊界清楚，積水線、探水線及警戒線三線明確。

為確保-147m水平以下煤層的安全開采，保證-147m水平大巷的安全，我礦於2005年已在-147m水平建築了三座防水牆，防水牆由煤炭工業部濟南設計研究院設計,並通過了上級有關部門的驗收。防水牆硐室結構形式取倒截形錐形，牆體長度4.0m、5.0m，兩段牆之間設平直段，其值為取1.0m，防水牆每段長度為2.0m，選擇兩根外徑為159mm的無縫鋼管作為該防水牆的放水管(一根下距底板200mm，另一根下距底板1500mm)。該防水設施能較有效地防止-147m大巷以上采空區湧水的威脅。

我礦在開采下一個采麵前，均對上一個相鄰采空區進行了探放水工作，近幾年開采的采空區經探查分析無積水現象。

3、承壓水情況

本采區主采二疊係山西組第3層煤，煤層平均厚度為5.18m，開采3煤層的直接充水含水層為3煤層頂、底板砂岩含水層。

本區內三灰距3煤層48.1～65.5m，三灰灰色～青灰色，致密塊狀，較堅硬，含黃鐵礦，其裂隙充填方解石，參差狀斷口，正常情況下不會威脅采掘工作麵的防治水安全。但是受斷層的影響，三灰至3煤間距變小，另在井巷工程施工中也會揭露三灰，從我礦揭露三灰的情況分析：揭露三灰的湧水量最大為6.7m3/h,並且隨著時間的推移,三灰的湧水量呈逐漸減少的趨勢。故三灰不會成為3煤開采的直接充水含水層，但會對礦井產生一定充水影響。

本區內奧灰頂界麵上距3煤層130～180m，正常情況下不會威脅采掘工作麵的防治水安全。

4、斷層導水、富水性

魯西南各煤礦多年開采經驗證明，斷層的導、富水性能主要取決於斷層兩盤岩層的富水性、裂隙發育程度、斷層角礫岩的成分、膠結程度，其中，斷層對盤岩層的富水性及煤層與含水層的間距和斷層導、富水性關係尤為密切。

根據建井時和-380m水平1300采區的采掘揭露斷層時均隻有淋水現象。這說明斷層帶本身在隔水層段內不富水。

本區內僅F25斷層落差在100m左右，使得斷層兩盤3煤層、三灰與奧灰距離變近，另外斷層附近有可能裂隙發育，富水性增強，因此,大斷層附近應按要求留足防水煤柱,巷道過斷層時，要提前進行探防排水。

5、井田及周邊老窯水分布情況

鑫安煤礦煤層為獨立塊段，周圍無相鄰礦井。東北部有保安煤礦、伏山煤礦，相距20km且之間相隔寧陽縣城;西南部為新驛礦井相距15km，中間有F1大斷層相隔，因此我礦周邊附近區域沒有采掘活動，不存在周邊老窯水，對我礦沒有安全威脅。

根據以上劃分礦井水文地質類型為中等類型。

(二)、采區充水條件

采區內各基岩含水層均隱伏於第四係之下，第四係厚18.6～72.95m，平均44.75m，采區內無大的地表河流，僅存在一些排洪溝和路溝、季節性積水區。由於第四係及新近係地層中粘土類隔水層發育，因此，各基岩含水層與地表水、大氣降水無直接水力聯係。礦井四周均為斷層切割。

1、含水層

礦井內含水層自上而下依次為第四係砂、礫層、新近係砂礫層、白堊係砂岩、山西組3煤層頂、底板砂岩、太原組三灰、十下灰及中奧陶統石灰岩，其中3煤層頂、底板砂岩為開采3煤層的直接充水含水層。

山西組3煤層頂、底板砂岩裂隙含水層以灰白色、灰黑色中、細砂岩為主，局部為粗砂岩，厚5.20～56.7m,平均30.18m。岩芯較破碎。普、精查階段穿過3煤層頂、底板砂岩鑽孔18個，僅發現漏水孔1個(汶107)，漏水點下距3煤29.89m，漏水量為0.78～15.0m3/h，5-1孔及井檢孔2次抽水試驗，水位標高29.34～38.80m，單位湧水量0.0014～0.0046/s.m，富水性弱，礦化度1173～2866g/l，水質屬Cl.SO4-Na型水,為開采3煤層的直接充水含水層。

三灰厚2.25～5.9m，平均3.67m。淺部裂隙發育，見溶蝕現象，局部破碎，采區內三灰距3煤層48.1～65.5m，正常情況下，對3煤層開采無影響，但當構造作用影響或井巷揭露該層時,會發生采區湧水量突然增大的現象。從我礦揭露三灰的情況分析：揭露三灰的湧水量最大為6.7m3/h,並且隨著時間的推移,三灰的湧水量呈逐漸減少的趨勢。

奧陶係石灰岩岩溶裂隙含水層,礦井範圍內揭露奧灰鑽孔11個，最大揭露厚度達50.71m，裂隙發育，充填或不完全充填方解石脈，見溶洞，局部岩芯破碎。6-1號孔抽水試驗1次，奧灰埋深大於-778.20m，水位標高34.73m，單位湧水量0.0163L/s.m，富水性弱，礦化度5.233g/l，水質類型為SO4.Cl-Ca.Na型水。縣城以北礦區有10次抽水試驗，鑽孔單位湧水量0.00006～7.78/s.m，礦化度0.252～1.45g/l，水質類型以HCO3-Ca為主。通過對含水層埋藏條件分析，淺部富水性強，埋深加大，含水層富水性變弱。

2、隔水層

井田內隔水層段自上而下主要有：第四係及新近係粘土類隔水層組、古近係及白堊係隔水層組、石盒子組隔水層、17煤至奧灰下覆隔水層。

(1)、第四係及新近係隔水層

本組地層為鬆散層，厚18.60～216.45m，由砂層與粘土、砂質粘土組成，其中的粘土類與砂層相間沉積使砂層含水層間的水力聯係變弱或阻隔，從而形成隔水層組，可有效阻止大氣降雨、地表水及砂層水對基岩含水層的直接補給。

(2)、古近係隔水層

由灰綠色粘土岩、砂質粘土岩及紫紅色粉砂岩、砂質泥岩、細砂岩組成。厚81.55～562.95m，粘土岩膨脹性強，能有效地阻止大氣降水、地表水及上部水與基岩含水層的水力聯係。

(3)、白堊係隔水層

白堊係地層鑽孔揭露厚度16.40～356.20m，由砂質泥岩、粉砂岩、中細砂岩組成，其中的砂質泥岩、粉砂岩厚度大成為基岩中的相對隔水層，尤其是中上部發育，它們可阻止上部含水層對其下伏含水層垂直補給，形成隔水層段。

(4)、石盒子組隔水層組

3煤頂板之上賦存著石盒子組。石盒子組殘留厚0～408.55m，3煤賦存區除淺部被剝蝕外，在三維勘探範圍內及其以深全部有保留，鑽孔實揭殘留厚度為46.5～408.55m，平均161.87m，其中下部黑山段厚27.90～113.30m，均以厚層泥岩、砂質泥岩為主，間夾中細砂岩，能起到良好的隔水作用，進一步阻隔了上部水的下滲。

(5)、17煤層下伏隔水層

據鄰區資料17煤層至奧灰正常間距為46.25～49.49m，平均47.87m，岩性主要為雜色粘土岩、鋁土岩及石灰岩。本采區受斷層影響，17煤至奧灰間距為28.75～42.46m。因此，本段中的泥岩、鋁質泥岩及石灰岩正常區皆可共同組成壓蓋隔水層，阻止奧灰水的底鼓。

(三)、充水因素分析

本區內開采3煤層下伏地層含水層為三灰和奧灰。三灰正常厚2.25～5.9m，平均3.67m，淺部裂隙發育，見溶蝕現象，局部岩芯破碎。本區上距3煤層48.1～65.5m m，本區內奧灰頂界麵上距3煤層130～180m，采區內無落差大於100m的斷層,正常不會威脅采掘工作麵的防治水安全。三灰為弱含水層，在本礦後期掘進揭露均無水，對生產無影響;奧灰間距按突水係數法用下式計算，符合安全采掘距離要求。

根據公式

T=P/M

式中：T—突水係數，Mpa/m;

P—底板隔水層承受的水頭壓力，MPa ;

M—底板隔水層厚度，m;

根據開采深度，水壓最大值為5.16Mpa，則要滿足突水係數Ts≤0.06，則

M=P/T=86(m)

若采用走向長壁法開采，則必須保證有效隔水層厚度≥86m，方可保證安全開采。

奧灰距煤層間距為130～180m,大於有效隔水層厚度M=86m,符合安全采掘距離要求。

本采區工作麵正常情況下頂底板岩層均為弱含水層，在掘進過程中可能個別地點會有滴水、滲水或淋水現象，對掘進無影響。

(四)、斷層導水性

斷層的導、富水性能主要取決於斷層兩盤岩層的富水性、裂隙發育程度、斷層角礫岩的成分、膠結程度，斷層對盤岩層的富水性及煤層與含水層的間距和斷層導、富水性關係尤為密切。礦井內共有41個孔見斷層，但均未發現漏水。建井時，在軌道及膠帶暗斜井中揭露F34及F43斷層，均隻有淋水現象。礦井內落差大於100m的斷層有17條，這將使奧灰與3煤層和三灰間距變小或對口接觸，有造成突水的危險的可能。

本區內僅F25斷層落差在100m左右，因此在巷道接近該斷層時，應按要求留足防水煤柱,以防奧灰水突入礦井。

在礦井采掘過程中，要堅持“預測預報，有疑必探，先探後掘，先治後采”的原則，對過斷層的巷道，要先查明斷層的具體位置及其導水性，必要時，超前過斷層帶進行預注漿加固或調整巷道布置避開斷層帶。

(四)、采區湧水量

鑫安礦2003年8月開始井筒施工，2005年1月開始觀測礦井湧水量，其中2004年礦井水量一直較小，截至2009年9月礦井最大湧水量為28.9m³/h。在此期間平均為四個掘進工作麵，兩個回采工作麵，礦井湧水量主要由-147m水平老空積水和3煤層頂底板砂岩水組成，-147m水平3個防水牆正常湧水量為9m³/h，最大湧水量為10.9m³/h。在3煤回采麵上，見淋水現象，正常湧水量0.2 m³/h，最大湧水量2 m³/h，掘進工作麵主要為頂板淋水和底板滲水，正常湧水量0.1 m³/h，最大湧水量1 m³/h，2300采區最多布置4個掘進工作麵，1個回采工作麵，因此預計2300采區正常湧水量為4×0.1+0.2+5≈6 m³/h。最大湧水量為4×1+2+5=11m³/h。(防塵及施工用水為5 m3/h)。

三、勘探鑽孔的情況

區內共施工86-1及76-20兩個鑽孔。

表1-2 鑽孔情況表

孔號煤層見煤層底板標高煤厚終孔層位封孔質量備注

86-13煤層-299.365.35合格

76-203煤層-370.185十四灰合格

四、保安煤柱留設

根據《鑫安煤礦建井地質報告》，按斷層落差大小，兩側各留一定水平寬度的安全煤柱，落差≥100m的斷層兩側各留100m，落差≥50～<100m的斷層兩側各留50m，落差≥30～<50m的斷層兩側各留30m。

1、F25留設50米。

2、F44留設30米。

3、F45留設50米。

4、F33留設30米。

第三節 煤層賦存條件及開采技術條件

一、煤係地層

本區主要含煤地層為二迭係山西組(P1s)：

厚33.70～91.15m,平均65.04m，是本區主要含煤地層。主要由淺灰、灰白色中、細粒砂岩及灰黑色粉砂岩、泥岩和煤層組成，砂岩含量較高。

上部以泥岩、粉砂岩為主,夾薄層砂岩。中下部以砂岩為主,夾泥岩、粉砂岩薄層，砂岩含量較高，砂岩中見有粉砂岩泥岩包裹體和煤線。斜層理發育，含海綠石。

底部泥質含量增多，常為細砂岩、粉砂岩、砂質泥岩，且細砂岩中見有粉砂岩泥岩包裹體。波狀及渾濁狀層理發育，見底棲動物通道，為一良好標誌，下伏以太原組最上1層灰岩頂界海相泥岩底為界，與太原組為連續沉積。

本組內含煤層(2、3)，其中3煤層厚度大，儲量豐富，為本區可采煤層。3煤層黑色，厚度5～5.36 m，由亮煤及暗煤組成，塊狀構造，含黃鐵礦薄膜，含夾矸1～2層，厚度0.2～0.5 m，局部缺失，3煤層硬度係數f=1.8～1.9;3煤層直接頂主要以粉細砂岩為主，灰～深灰色，含大量黃鐵礦晶體顆粒，裂隙發育，被方解石充填，富含植物莖葉化石，局部泥質較多，厚度約2～7m，岩石硬度係數f=3～5;3煤層直接底主要以粉細砂岩為主，灰～灰黑色，上部含泥質較多，厚度約2.6～5.8 m，含黃鐵礦晶體顆粒，具有大量植物莖根化石，岩石硬度係數f=3～5，岩層產狀:90°～100°∠15～21°。

二、煤層

本區可采煤層為3煤層，3煤層位於山西組中下部，下距三灰49.10～75.29m,平均59.79m。3煤層黑色，厚度5～5.8 m，由亮煤及暗煤組成，塊狀構造，含黃鐵礦薄膜，含夾矸1～2層，厚度0.2～0.5 m，局部缺失，3煤層硬度係數f=1.8～1.9。

表1-3 3煤層特征表

煤層編號煤種灰分

Ad

(%)硫分St,d

(%)發熱量Qb,ad

(MJ/kg)傾角(°)厚度

(m)層間距容重煤層結構穩定分類直接頂直接底

3煤層原

煤9.23～23.99

14.72(12)0.61～1.11

0.76(12)24.23～29.85

27.86(12)15°

～

21°5.180.2

～

0.51.38簡單較

穩

定粉

細

砂

岩粉

細

砂

岩

三、煤質

按中國煤炭分類國家標準(GB5751-86)劃分,以浮煤揮發分產率(900℃Vdaf%)和粘結指數(GRI)為主要分類指標，膠質層厚度(Ymm)、奧亞膨脹度(b%)為輔助指標，本礦井煤類劃分結果為：3煤層以氣煤為主，其次為1/3焦煤，局部受火成岩影響出現煤焦混合點、1/2中粘煤點。

硬煤的國際分類按1956年3月日內瓦國際煤炭分類會議的修訂方案劃分。3煤層標號為623,統計組別為VD。

3煤層浮煤灰分為低灰、特低硫、中磷、氣煤和1/3焦煤，煤層粘結性能好，成焦率較高。焦炭強度M40=45～50%，M10=18～27%(據兗州煤田)。因此，浮煤均可用作煉焦配煤。

四、瓦斯、煤塵與煤的自燃傾向

(一)、瓦斯

礦井對3煤層采取6件瓦斯樣，其瓦斯成分、含量見表1-3。甲烷(CH4)含量和成分最高分別為0.011cm3/g燃和0.10%，二氧化碳(CO2)最高含量和成分分別為0.198cm3/g燃和0.88%。根據鑽孔測得的瓦斯含量和鄰區礦井資料對比分析，該礦井瓦斯含量低，應屬瓦斯風化帶範疇，但采區內構造較複雜，個別點煤層變質程度有所增高，不排除某構造部位瓦斯有富集的可能，因此，在生產過程中應加強瓦斯管理，以防瓦斯聚集發生瓦斯爆炸事故。

在該礦井掘進各迎頭所測甲烷濃度變化在0.00～0.04%之間，二氧化碳變化在0.00～0.04%之間，溫度變化在14～20℃;回采工作麵甲烷濃度變化在0.01～0.06%之間，二氧化碳變化在0.01～0.05%之間，一氧化碳變化在0.00～0.0015%之間，溫度變化在15～21℃，完全符合《煤礦安全規程》中采區回風巷、采掘工作麵回風巷風流中瓦斯濃度不超過0.8%或二氧化碳濃度不超過1.5%要求，說明該礦井屬低瓦斯礦井，並且礦井每年瓦斯等級鑒定均為低瓦斯礦井。

表1-4 煤層瓦斯成分、含量表

項目

煤層瓦斯含量cm3/g燃

最小～最大/平均瓦斯成分 %

最小～最大/平均

CH4CO2CH4CO2N2及其它

30.000～0.011

0.0020.012～0.121

0.0610.00～0.10

0.040.24～7.32

3.8692.62～99.76

96.10

(二)、煤塵爆炸性

煤塵爆炸指數變化在41～48%之間，故各煤層均有煤塵爆炸危險性。

(三)、煤的自燃

3煤層煤的自燃傾向性等級為Ⅱ類自燃，最短自然發火期為61天。

(四)、煤岩衝擊傾向性

3煤層無衝擊傾向性

五、地溫、地壓

(一)、地溫

本區平均地溫梯度2.30℃/100m，屬地溫正常區，根據臨近采區的地溫，估算本采區的地溫為24℃。

(二)、地壓

本礦井自進入新生代以來沉降幅度較大，較厚的新生界地層覆蓋在煤係地層之上。斷層性質多屬張扭型，分析可能是先扭後張。大斷層常拌生多條小斷層，形成“斷層束”。在斷層附近裂隙發育，岩層破碎，大量裂隙水存儲其間，原始構造應力已有所釋放，應力以大地靜力場型為主，即主要來自上覆地層的重力。

第四節 儲量計算

計算3煤層資源儲量，計算公式如下：

Q=10-4×A×M×D

式中： Q為資源儲量(萬噸)，A為斜麵積(m2)，M為煤層真厚(m)，D為容重(t/m3)。

本區共分12個塊段，各塊段參數代入上式後計算各塊段儲量如下表：(附儲量計算表)，後附-380m水平2300采區3煤層底板等高線及資源儲量估算圖)合計本采區資源量為201萬噸。其中基礎儲量111b為129.3萬噸，采區回收率按75%計算，則可采儲量111為97萬噸，其它煤層損失及斷層保護煤柱333為71.7萬噸。

表1-5 儲量計算表

煤層編號塊號基礎儲量(萬噸)采區回收率(%)可采儲量(萬噸)備 注

3煤層111b-147.27535.4

3煤層111b-219.87514.9

3煤層111b-362.3.7546.7

3煤層333-110

3煤層333-212.4

3煤層333-36.3

3煤層333-44.5

3煤層333-55.8

3煤層333-65.8

3煤層333-79.5

3煤層333-83.4

3煤層333-914

合 計20197

第五節 存在問題與處理意見

1、嚴格按照2300采區水文地質資料分析結果確定開采順序，按照由淺部到深部，先簡單後複雜的順序布置工作麵。同時不斷分析研究采區湧水量、含水層水位變化與煤層開采的關係，在取得簡單地段開采經驗的基礎上，研究探索複雜地段煤層開采的方法及防治水措施。

2、在形成采區主要巷道工程後和工作麵回采前，采取井下物探、鑽探等綜合手段進行水文地質補勘，重點探查斷層導水性和三灰富水性。

3、合理布置工作麵長度，加快推進速度，實現高產高效。

4、保證礦井形成足夠的抗水災能力。根據水文地質資料提供的湧水量數值，進一步完善礦井、采區及工作麵排水係統，保證各級排水設備及其配套設施滿足生產需要，工作麵盡量沿走向或傾斜上山開采，具備自然泄水條件，並考慮對勘探區進行先隔離、後生產。

5、工作麵回采過程中要認真觀察頂板及麵後采空區見水情況，若有異常及時彙報。

6、采掘工作麵過斷層及其他異常區前，堅持“預測預報，有疑必探，先探後掘，先治後采”的原則，超前探查水文地質條件，進一步查明斷層產狀及構造異常區水文地質特征，並根據具體情況采取相應措施，確保采掘安全。

7、合理留設F44、F25、F45、F33等斷層防水煤柱。

8、加強水文地質觀測，建立並完善礦井水文地質動態觀測係統，建立礦井湧水量、含水層水位等曆時曲線圖，不斷分析獲得的水文地質資料，掌握其動態變化規律，為采掘生產提供可靠依據。

9、建立封孔不良鑽孔等專門的水文地質台賬，井巷工程距各類井上下鑽孔20m前，打鑽對鑽孔進行探查，保證采掘生產安全。

10、加強水情排查分析，建立健全水情水害分析排查預報製度。根據礦井年度生產作業計劃，及時進行水情水害排查預報，並隨作業計劃的變動，及時修改補充。要有年預報、季預報、月預報、周分析，逐步建立並完善水情水害排查預報製度。

第二章 采區巷道布置

第一節 巷道布置方案分析

該采區位於F44、F33、F43、F25斷層之間，區內F31、F28斷層走向進西東，落差20～30m，把本采區逐步上抬分割為三部分。采區南部為F44、F33、F33-1、F31包圍塊段，采區北部為F44、F25、F45、F28包圍塊段，采區中部為F44、F28、F45、F31包圍塊段，區內煤層賦存穩定，走向變化不大，煤岩層傾角在15°～21°之間，開采上限為-285m，開采下限為-460m。

鑫安煤礦-380m水平各大生產係統已經全部完善，目前為止，1300采區剩餘可采儲量為85萬噸，在1300南翼采區，1308采煤工作麵已正常推采，剩餘儲量為7.8萬噸，再布置1310、1312兩個采煤工作麵進行回采，儲量約-為為實現采區正常接替，確保礦井三量平衡，充分利用現有生產係統，本著安全可靠、技術先進、經濟合理的原則，進行2300采區設計，對於采區巷道布置，我們考慮兩個方案進行技術經濟比較。

一、采區巷道布置

方案(一)

為減少掘進及回采過程中各生產係統環節，減少岩石準備工程量，加快采區準備速度，將采區軌道巷布置在與-415m輔助水平同標高，在采區南部塊段采區軌道巷道位於煤層底板下30m左右，至采區中部塊段掘進25°上山過F28斷層，進入采區南部塊段煤層中;采區皮帶巷在-380m膠帶暗斜井(-352m標高處)以37°方位、11°下坡在-410m標高處落平(與采區軌道巷同標高)，至采區中部塊掘進6°上山過F28斷層，進入采區北部塊段煤層中;在采區南部塊段分別在煤層中沿煤層傾向布置運輸和軌道上山，擔負南部塊段的提升、運輸、通風等任務。

方案(二)

采區軌道巷在-415m輔助水平以25°下坡落平至-435m標高，采區軌道巷同樣在采區南部布置在煤層底板以下30m的標高位置，過F31斷層後至采區中部塊段沿F31斷層下盤掘進後以25°上山過F28斷層，進入采區南部塊段煤層中;采區皮帶巷在-380m膠帶暗斜井(-352m標高處)以37°方位、17°下坡在-435m標高處落平(與采區軌道巷同標高)，至采區中部塊掘進6°上山過F28斷層，進入采區北部塊段煤層中;在采區南部塊段分別在煤層中沿煤層傾向布置運輸和軌道上山，擔負南部塊段的提升、運輸、通風等任務。

采區軌道巷均采用半圓拱斷麵，錨網噴、錨索加強支護。淨寬3.2m，淨高2.9m，淨斷麵8.18m2。

采區皮帶巷均采用半圓拱斷麵，錨網噴、錨索加強支護。淨寬3.2m，淨高2.9m，淨斷麵8.18m2。

二、采區車場及硐室

(一)、采區車場

采區上部車場：順向平車場，斜麵線路為單道起坡一次回轉方式。

采區中部車場：繞道式甩車場，斜麵線路為單道起坡一次回轉方式。

采區下部車場：立式單道起坡車場。

采區車場均采用半圓拱斷麵，錨網噴、錨索加強支護。淨寬3.6m，淨高3.1m，淨斷麵9.77m2。

(二)、主要硐室

采區變電所：在采區中部布置變電所一個，位於采區軌道巷和采區皮帶巷之間，半圓拱斷麵錨網噴、錨索加強支護，擔負采區采、掘、運設備供電。均采用半圓拱斷麵，錨網噴、錨索加強支護。淨寬3.6m，淨高3.1m，淨斷麵9.77m2。

采區絞車房：在采區軌道巷上部車場設絞車房一個，半圓拱斷麵錨網噴、錨索加強支護，擔負采區的輔助提升任務。均采用半圓拱斷麵，錨網噴、錨索加強支護。淨寬3.6m，淨高3.1m，淨斷麵9.77m2。

采區煤倉：在采區南部、中部塊段各設采區煤倉一個，擔負采區煤炭貯存任務，均采用錨網噴支護方式。淨直徑3.5m，淨斷麵10.75m2。

采區水倉：該采區采掘工作麵湧水經2300采區軌道巷及2300采區皮帶巷流入2300采區水倉。2300采區水倉設計為內、外環形水倉。均采用半圓拱斷麵，錨網噴、錨索加強支護。淨寬2.8m，淨高2.8m，淨斷麵6.99m2。

三、區段劃分

根據采區內煤層賦存條件及開采技術條件劃分為5個區段，

確定采煤工作麵長度為90～120m。

四、采煤工作麵布置

采煤工作麵均采用走向長壁布置方式，采煤工作麵上、下順槽布置在煤層中，均通過軌道、皮帶運輸聯絡巷與采區軌道巷、采區皮帶巷連接，擔負采煤工作麵生產中通風、下料、運煤等任務，采用礦用工字鋼梯形棚支護。

第二節 巷道布置方案比較確定

一、技術比較

見表2-1(技術比較表)

表2-1 安全技術比較表

序號方 案 一方 案 二

1平巷工程多，施工掘進條件好，安全性高上、下山施工較方案一多，施工難度大，速度慢，安全性差

2采區軌道巷繞過1305采空區掘進時不受水威脅采區軌道巷從1305采空區底部穿過，需做防治水工作

3平巷掘進，工作麵的積水便於排泄下山掘進，工作麵積水不便於排泄

4首采麵運輸環節少，設備事故影響小首采麵運輸環節多，設備事故影響大

5平巷掘進，提升運輸環節少，安全性高，安全管理簡單下山掘進，提升運輸環節多，安全性低，安全管理複雜

6通風環節少，便於管理通風環節複雜，管理困難

表2-2 生產技術比較表

序號方 案 一方 案 二

1平巷掘進，施工難度小下山掘進，施工難度大

2岩石工程量少，采區準備期短岩石工程量大，采區準備期長

3整體工程量少，萬噸掘進率為75.9m/萬噸，比方案二低整體工程量大，萬噸掘進率為84m/萬噸

4采區巷道布置與煤層賦存情況相適應，利於探清采區構造情況，利於采麵布置采區巷道布置離煤層較遠，不利於采麵回采及布置

5運輸提升設備投入少，時間短運輸提升設備投入多，時間長

表2-3 準備工程量表(方案一)

序號巷道名稱掘進斷麵(m2)工程量(m)備注

岩巷煤及半煤岩巷小計

1采區軌道巷9.4988381260

7.10234

2采區皮帶巷9.4994121280

7.10275

3采區變電所1130030

4采區車場111400140

5采區絞車房1110010

6采區煤倉11.325025

7采區水倉8.185085

8采區進回風聯絡巷9.42300230

合計25025593061

表2-4 準備工程量表(方案二)

序號巷道名稱掘進斷麵(m2)工程量(m)備注

岩巷煤及半煤岩巷小計

1采區軌道巷9.41035201315

7.10260

2采區皮帶巷9.41147121429

7.10270

3采區變電所1130030

4采區車場111400140

5采區絞車房1120020

6采區煤倉11.325025

7采區水倉8.185085

8采區進回風聯絡巷9.42850285

合計27675623329

表2-5 采區施工進度及投產時間估算表(方案一)

施工單位工程名稱岩性支護方式工程量(m)施工時間時間安排備注

區隊12300采區軌道巷岩錨網噴56015個月2011.3～2012.5

2301軌道巷岩錨網噴1203個月2012.6～2012.9

煤/半煤梯形棚1502個月

2301上順槽煤梯形棚3604個月2012.10～2013.1

2301皮帶運輸聯絡巷煤梯形棚1001個月2013.2

2300采區變電所全岩錨網噴300.5個月2013.1

區隊22300采區水倉全岩錨網851個月2011.6

2300采區進回聯絡巷全岩錨網噴301個月2011.12

2300采區皮帶巷全岩錨網噴4509個月2012.1～2012.9

2301皮帶運輸巷全岩錨網噴1504.5個月2012.10～2013.2

采區煤倉全岩錨網噴100.5個月2013.2

2301下順槽煤梯形棚2702個月2013.3～2013.4

2301切眼煤梯形棚1001個月2013.5

表2-6 采區施工進度及投產時間估算表(方案二)

施工單位工程名稱岩性支護方式工程量(m)施工時間時間安排備注

區隊12300采區軌道巷岩錨網噴56016個月2011.3～2012.6

2301軌道巷岩錨網噴2507個月

2012.7～2013.1

煤/半煤梯形棚50

2301皮帶運輸巷煤梯形棚3003個月2013.2～2013.4

2301上順槽煤梯形棚3604個月2013.5～2013.8

區隊22300采區水倉全岩錨網噴851個月2011.5～2011.6

2300采區進回聯絡巷全岩錨網噴301個月2012.6～2011.7

2300采區皮帶巷全岩錨網噴60018個月2011.7～2013.1

2300采區變電所全岩錨網噴301個月2013.1～2013.2

2301皮帶運輸巷全岩錨網噴1604個月2013.2～2013.6

采區煤倉全岩錨網噴100.5個月2013.6

2301下順槽煤梯形棚3003個月2013.7～2013.9

2301切眼煤梯形棚1001個月2013.10

二、經濟比較

由上述技術比較可知，方案二比方案一采區岩石準備巷道多掘265m，每米概算單價8000元，概算212萬元;同時，方案一比方案二準備期短5個月，可提前采出煤炭7萬噸，提前創價值七千多萬元。

表2-7 生產經營比較表

項目

序號運輸提升排水采區巷道維護

工作量(萬t/a)運輸

距離(m)費用

(萬元/a)運輸距離(m)費用

(萬元/a)排水距離(m)費用

(萬元/a)工作量(m)費用

(萬元/a)

方案一202885.77981.973000.132203234.49

合計42.362萬元/a

方案二204969.9351302.655800.255221437.58

合計50.42萬元/a

三、結論

通過以上兩個方案的技術經濟比較，方案一比方案二巷道及硐室工程量少，施工及生產經營費用低，施工難度小，準備工期短，材料設備投入少，運輸環節少，設備事故影響小，易於采區安全生產和技術管理,故設計采用方案一為主導方案。

第三章 采煤方法、采區生產能力及服務年限

第一節 采煤方法

一、采煤方法的確定

本采區3煤層平均厚度5.18m，直接頂厚2～7m左右。結合周邊礦井十分成熟的采煤經驗及2300采區地質條件，決定在該采區采用走向長壁式采煤方法，全部部垮落法管理頂板。

二、回采工藝

根據2300采區煤層賦存條件及開采技術條件，2300采區采煤工作麵采用走向懸移支架炮采放頂煤采煤工藝。

回采工藝包括爆破開幫落煤、聯接鋪設金屬頂網、伸出前探梁、出煤、移支架、剪網放老空頂煤、補放煤口網、清理工作麵、移溜等多道工序。

工作麵沿底板推采，采高2.2米，循環進尺0.7米，采用MZ-1.2型側式供水煤電鑽打眼，炮眼采用三排五花眼布置，使用煤礦許用二級乳化炸藥和煤礦許用毫秒延期電雷管爆破落煤， FD100D型發爆器引爆，一次引爆距離不超過10米。爆破後及時掛網伸出前探梁配合支護好新冒落的煤頂，采用爆破與人工相結合出開幫煤;運煤采用SGW-420/30型刮板運輸機和DSB-40-4型膠帶輸送機聯合運輸，出煤後移支架。

金屬網采用12號鐵絲編織成菱形網片，網孔為55mm×55mm，每片長10m,寬0.8m，鋪設時搭接寬度為100mm，搭接部分用長400mm

的16號鐵絲對折成雙後，每200mm一個聯接點重繞3圈用專用工具擰牢，剩餘頭側窩在網內，再用鉗子將頂網活扣與死扣相擰接，進行加固。剪網放頂煤，在上班次開幫後的那段工作麵，先移懸移支架後，頂煤在頂板壓力和支架撐力作用下破碎下落，待頂板穩定後采用連剪連放順序折返部放方式。

三、采麵接續安排

(1)、開采順序

本采區整體開采順序為前進式開采，即先開采采區南部塊段，再開采中部塊段，最後開采北部塊段;在開采每個獨立塊段時，分區段進行開采，每個區段劃分為一個采煤工作麵，先開采上部區段即采用下行式開采順序;采區內回采工作麵均采用後退式開采。

(2)、采麵接續

按照開采順序本采區布置一個生產工作麵，同時掘進準備一個工作麵，待上一個采煤工作麵回采結束前6個月，下一個工作麵準備完畢。

第二節 采區生產能力及服務年限

一、工作麵生產能力

工作麵生產能力按下式計算

Q1=LMTγC

式中：Q1——工作麵日生產能力，t/d;

M——采高，5.18m;

L——日推采進尺，0.7m;

T——工作麵長度， 取105m;

γ——煤的容重，1.37t/m3;

C——回采率86～93%，取0.86。

Q1=0.7×5.18×105×1.37×0.86=448.58(t)

二、采區生產能力

年工作330日，每日三班作業，每日淨提升時間14h。

采區生產能力按下式計算

Q =

式中：Q——采區生產能力，t/a;

k1——采區掘進出煤係數，1.35;

k2——工作麵之間出煤影響係數，1;

n——同時生產的采煤工作麵個數，1;

采區生產能力Q≈0.2Mt/a。

三、采區服務年限

按公式T=A/Q計算

式中：T——服務年限，a;

A——可采儲量，0.97Mt;

Q——生產能力，0.2Mt/a。

采區服務年限為4.85年。

第四章 采區生產係統

第一節 采區通風係統

一、概 況

礦井采用中央並列抽出式通風，副井進風，主井回風，目前總進風量4380m3/min，總回風量4460m3/min。地麵通風機房裝備BDK65(B)-10- №26軸流式(對旋)風機兩台，一用一備，每台配2×160kW防爆電動機，電壓6KV，采用變頻調速控製裝置。擔負全礦井通風任務,反風方式為通過風機反轉反風 。

本采區采煤工作麵及各類硐室采用全負壓通風，掘進工作麵利用局部通風機壓入式通風。

本采區生產過程中，最多布置1個采煤工作麵，掘進工作麵4個，其中2個岩石掘進工作麵，2個全煤掘進工作麵，絞車房2個，變電所1個，煤倉2個。

二、風量計算

1、采煤工作麵需風量計算

每個采煤工作麵實際需要風量，按工作麵氣象條件、瓦斯湧出量、二氧化碳湧出量、人員和爆破後的有害氣體產生量等規定分別進行計算，然後取其中最大值。

①按氣象條件(根據工作麵溫度選擇適宜的風速)確定需要風量為：

Qcf=60×Scf×Vcf×70%×Kch×Kcl

=60×6.84×1.0×70%×1.2×1.0

=344.8m3/min

式中:

Qcf ——采煤工作麵需要風量，m3/min;

Scf ——采煤工作麵的平均有效斷麵積，按最大和最小控頂距有效斷麵的平均值計算，m2;

Vcf——采煤工作麵的風速，按采煤工作麵進風流的溫度從表1中選取，m/s;

Kch ——采煤工作麵采高調整係數，具體值見表2;

Kcl——采煤工作麵長度調整係數，具體值見表3;

70%——有效通風斷麵係數;

60——為單位換算產生的係數。

表4-1 采煤工作麵進風流氣溫與對應風速

采煤工作麵進風流氣溫(℃)采煤工作麵風速(m/s)

<201.0

20～231.0～1.5

23～261.5～1.8

表4-2 kch——回采工作麵采高調整係數

采 高<2.02.0～2.5>2.5及放頂煤麵

係數(kch)1.01.11.2

表4-3 kcl——采煤工作麵長度調整係數

采煤工作麵長度(m)長度風量調整係數 kcl

<150.8

15-800.8-0.9

80-1201.0

120-1501.1

150-1801.2

>1801.30-1.40

②按照采煤工作麵瓦斯湧出量計算：

Qcf=100×qcg×Kcg=100×0.05×1.4

=7m3/min

Qcg——采煤工作麵回風巷風流中平均絕對瓦斯湧出量，m3/min;

Kcg—采煤工作麵瓦斯湧出不均勻的備用風量係數。(正常生產條件下，連續觀測1個月，日最大絕對瓦斯湧出量與月平均日瓦斯絕對湧出量的比值,取1.4)。

100—按采煤工作麵回風流中瓦斯的濃度不應超過1%的換算係數。

③按照二氧化碳湧出量計算

Qcf=67×qcc×kcc=67×0.09×1.2=7.236m3/min

式中：

qcc——采煤工作麵回風巷風流中平均絕對二氧化碳湧出量，m3/min;

kcc——采煤工作麵二氧化碳湧出不均勻的備用係數，正常生產時連續觀測1個月，日最大絕對二氧化碳湧出量和月平均日絕對二氧化碳湧出量的比值;

67——按采煤工作麵回風流中二氧化碳的濃度不應超過1.5%的換算係數。

④按照采煤工作麵同時作業最多人數計算：

Qcf=4Ncf=4×40=160m3/min

Ncf——采煤工作麵同時工作的最多人數，人;

4——每人需風量，m3/min。

⑤按照采煤工作麵一次爆破最大炸藥消耗量計算：

Qcf=10A=10×6.75=67.5m3/min

10——每千克二級煤礦許用炸藥需風量，m3/min;

A—采煤工作麵一次爆破所用的最大炸藥量，Kg。

按風速進行驗算

⑥按風速進行驗算：

15S< Qcf <240S (m3/min)

15×S =15×5.48=82.2<344.8<240×S =240×5.48=1315.2

式中：

S——工作麵平均斷麵積，m2

經計算風速能夠滿足要求，所以最終確定Qcf=360m3/min

2、掘進工作麵用風量

本采區炮掘工作麵做多布置4個，其中2個岩石掘進工作麵，2

個全煤掘進工作麵。

①按瓦斯湧出量計算：

Qhf=100×qhg×Khg=100×0.03×1.4

=4.2m3/min

或Qhf=100×qhg×Khg=100×0.02×1.4

=2.8m3/min

式中:

Qhf——單個掘進工作麵需要風量，m3/min;

Qhg——掘進工作麵絕對瓦斯湧出量，m3/min;

Khg——瓦斯湧出不均衡通風係數。(正常生產條件下，連續觀測1個月，日最大絕對瓦斯湧出量與月平均日瓦斯絕對湧出量的比值)。

100——按掘進工作麵回風流中瓦斯的濃度不應超過1%的換算係數。

②按照二氧化碳湧出量計算：

Qhf=67×qhc×khc

=67×0.06×1.2=4.8 m3/min

或Qhf=67×qhc×khc

=67×0.03×1.2=2.4 m3/min

式中:

Qhf——單個掘進工作麵需要風量，m3/min;

Qhc——掘進工作麵絕對二氧化碳湧出量，m3/min;

Khc——二氧化碳湧出不均衡通風係數。(正常生產條件下，連續觀測1個月，日最大絕對二氧化碳湧出量與月平均日二氧化碳絕對湧出量的比值)。

67——按掘進工作麵回風流中二氧化碳的濃度不應超過1.5%的換算係數。

③按掘進工作麵同時作業人數計算：

Qhf=4×N=4×12=48m3/min

④按掘進工作麵一次爆破最大炸藥消耗量計算

Qhf=10A=10×12.9=129m3/min

根據以上計算，結合我礦局部通風機的實測吸風量，岩石掘進工作麵選取1台FBDNO5.6/2×15KW型號的局部通風機進行供風，全煤掘進工作麵選取1台FBDNO4.5/2×5.5KW型號的局部通風機進行供風，能夠滿足要求。

按局部通風機的實際吸風量計算

Qhf=Qaf×I+9×S=260×1+9×8.18=333.62m3/min

或Qhf=Qaf×I+15×S=160×1+15×8.18=282.7m3/min

⑤按最低風速驗算： 9×Shd=9×8.18=73.62m3/min

或15×Shd=15×8.18=122.7m3/min

按最高風速驗算：240×Shd=240×8.18=1963.2m3/min

經以上風速驗算,掘進工作麵風速符合9×Shd或15×Shd

所以最終確定Qhf為1300m3/min。

3、硐室風量

絞車房：按規定取60 m3/min

采區變電所：按規定取60 m3/min

Q硐 = 60×2+60=180(m3/min)

4、采區總風量

Q區=(Qcf+Qhf+Q硐)×K通

式中：Qcf——采區內采煤工作麵需風量;

Qhf——采區內掘進工作麵需風量;

Q硐——采區內硐室需要風量;

K通——采區風量備用係數，取1.15

Q區=(360 +1300+180)×1.15 =2116(m3/min)

三、風速驗算：

主要進風巷采區軌道巷斷麵8.18m2;

主要回風巷采區運輸巷斷麵8.18m2，因按設皮帶運輸機，取有效斷麵6.56m2。

V進=采區總風量/進風巷斷麵=2116/(60×8.18)=4.3(m/s)

V回=采區總風量/回風巷斷麵=2116 /(60×6.91)= 5.1(m/s)

完全符合《煤礦安全規程》有關規定。

四、主要通風設施

在采區進、回聯絡巷及采麵進回聯絡巷設置風門，掘進工作麵安設局部通風機進行供風。

第二節 采區防塵及注水係統

本采區工作麵防塵、注水水源來自經上靜壓消防水池，容量280m3，經-147m水平井底車場、-380m膠帶、軌道暗斜井供至2300采區，在2300采區軌道、皮帶巷分別敷設2寸鋼管供至采掘工作麵，每50m設三通一個。

采煤工作麵支架間距15m設置移動噴頭1個，在進、回風順槽距安全出口20、30m各安設2道防塵水幕，各轉載點安設轉載點噴霧。

掘進工作麵6～20m範圍內安設爆破噴霧，各轉載點安設轉載點噴霧，在50m範圍內安設一道封閉全斷麵的常開水幕，在回風口混合風流20m範圍內設一道能封閉全斷麵的常開水幕。

在采區軌道巷、采區皮帶巷、采煤工作麵進、回風順槽、全煤和半煤岩掘進巷道、采區煤倉上、下口各安設一組隔爆水棚，每組安設長度不小於20m,水量不小於200L/m3。

采煤工作麵煤層注水采用長壁與短壁注水相結合的方式，掘進工作麵采用短壁注水方式。長壁超前注水方式為，注水的超前距離為10-20m，終止注水的超前距離為2-4m，選擇鑽孔直徑Ф42mm，上、下順槽沿煤層傾向注水深度30-40m，間距10-15m，單孔注水時間3-7天，注水流量0.5m3/h左右，噸煤注水量可達0.02-0.025 m3，注水壓力為2-4Mpa。短壁注水為在煤壁上打注注水孔，注水孔位置在底板上1.8m處，間距3m，孔深1.5m，采麵每推采兩個循環進行一次短壁注水，注水至煤壁向外滲水為止。

第三節 采區防滅火係統

2300采區可采煤層為3煤層，煤塵爆炸指數變化在41～48%之間，故各煤層均有煤塵爆炸危險性，3煤層煤的自燃傾向性等級為Ⅱ類自燃,最短自然發火期為61天。

根據《煤礦安全規程》規定，采取相應防止煤層自燃發火的措施及編製防滅火設計。

一、束管監測係統

采用SG-2003型束管監測係統，在地麵設有地麵分析站、抽氣泵站，束管主管路經副井、-147m水平敷設至-380m膠帶暗斜井，與束管分路箱連接，然後經2300采區皮帶巷通過支管與采麵回風順槽觀測站探頭連接，連續監測CO、CO2、CH4、O2、N2、C2H2、C3H6、C4H10氣體含量。

在采煤工作麵、采區回風流中安設一氧化碳傳感器和溫度傳感器，利用兩種傳感器不間斷探測采麵和采區回風流中一氧化碳(自然發火標誌性氣體)的濃度及溫度的變化，把探測到的一氧化碳、溫度數據通過監控係統、人工分析兩種形式，定期(旬、月、季)分析采煤工作麵及其采空區、已采區的自燃發火情況。

二、防滅火設計

(1)噴灑氣霧阻化劑:采用KMB-36-3型阻化多用泵(1台)、10～20%的氯化鎂溶液每個小班向采空區噴灑1次，每次氯化鎂用量不少於2袋。噴灑範圍為整個采麵、上下出口及向外5m。噴灑方式：將噴槍伸入采空區，然後開泵，阻化劑氣霧狀噴出，並隨采空區的風流由溜尾向溜頭飄移，氣霧降落在浮煤表麵形成保護膜起阻燃作用。移架前後噴灑底板和老空側浮煤，收巷前噴灑兩巷。

(2)、工作麵上、下隅角沿切頂排吊掛擋風簾減少向采空區漏風。下隅角從刮板輸送機機頭往外5m延至工作麵內不少於20m，上隅角從刮板輸送機機尾往外5m延至工作麵內不少於20m，擋風簾為風筒布，擋風簾底邊距底板不大於200㎜;關門柱處擋風簾吊掛貼近頂板，下邊擋到底板。在擋風簾處移架、回柱、放炮或放懸頂時，可將擋風簾摘下，操作完後掛好。

(3)、采麵下順槽(進風巷)安設一台均壓風機，調整采麵上、下順槽風壓分布情況，從而防止或減少采麵下隅角漏風。達到預防采空區遺失煤的自然效果

(4)、根據工作麵一氧化碳濃度的遞增趨勢及頂板冒落情況對采麵上、下隅角注羅克休進行封閉采空區，以達到隔絕氧氣的效果。

(5)、根據實際情況加快采麵的推進度及加大煤炭回收力度。

(6)、采煤工作麵回采結束後，45日內必須在上下順槽聯絡巷構築永久密閉,隔斷采空區進回風通道，控製采空區發火。

(7)、充分利用監測監控係統進行監測和預報工作等方式防治煤層自然發火。

第三節 提升運輸係統

一、 提升運輸方式