山西某煤礦區段采煤作業規程
二0一一年四月
規程編制依據
4、葦子村煤礦《地質勘探報告.》
1采面概況
1.1采區概況及煤層地質特征
本采煤工作面位于葦子村煤礦一采區西翼3號煤層，+1230水平運輸水平和+1240水平回風水平之間，該采煤工作面原設計走向長度320m，但由于井田西翼地表為公路及水渠，目前采面回風巷走向長度120m，運輸巷走向長度120m。采面開切眼高度10m，本工作面+1260上部是老窖、老空、地面塌陷，主要威脅是老窯積水，但對本采面安全不構成威脅。
采面走向長度 120m
煤層厚度 8m (平均真厚)
煤層傾角 70°
采面采高 10m
1.2煤層頂板，底板情況
井田內煤層位于侏羅系中統西山窯組(J2x)上部，共含煤三層，均為可采煤層。自下而上，由北至南編號為1#、2#、3#煤層。煤層相對位置見采區巷道剖面圖。井田內可采煤層敘述如下：
1#煤層：平均厚度4.2m。煤層穩定，結構簡單，無夾矸，煤層頂板為泥巖，底板為粉砂巖。與上層2#煤層間距22.9m～30.0m，平均層間距27.0m。
2#煤層：平均厚度3.0m。煤層穩定，結構簡單，無夾矸，煤層頂板為粉砂巖，底板為泥巖。與上層3#煤層間距37.40m～38.70m，平均層間距38.0m。
3#煤層：平均厚度8.0m。煤層穩定，結構簡單，無夾矸，煤層頂板為炭質泥巖，底板為泥巖。
1.3煤層地質構造條件
井田位于東溝下寺背斜南翼，基本為一南傾的單斜構造;地層傾角67°～75°，未發現斷層。井田構造屬簡單型。
1.4水文地質及采空區積水情況
井田地處東溝河和農田灌溉區中間的階地上，水系不發育，僅有二條人工開挖的農田灌溉小渠從井田的東部和西部經過，夏季農田灌溉期間有水，其他時間為干渠。
東溝河距井田東部邊界2km，由北向南流過，標高約+1400m，為當地最低侵蝕基準面，東溝河水為天山融雪水，水量隨季節變明顯，夏、秋兩季流量較大，冬、春季流量較小。該河年逕流量1.09～1.728億m3。
根據地質報告提供資料，礦井+1200m水平最小涌水量為8.65m3/h，最大涌水量為58.4m3/h。
目前礦井的開采1200m～+1250m標高 3#煤層，3#煤層在+1260m標高以上已采空，其余區域均未開采。1#和2#煤層目前沒有開采，無采空區。根據礦方提供的資料，目前3#煤層上部采空區頂板已經完全垮落，上部采空區無煤層自燃發火現象，無火區。嚴格執行“有疑必探，先探后掘”，
1.5煤質
井田內煤層以長焰煤為主，具有特低灰～低灰、高揮發份、特低硫、中高發熱量等特點，是優質動力用煤和民用煤。
1.6瓦斯、煤塵爆炸性，自燃發火情況
1、瓦斯
根據新煤行管〔2010〕428號文件的關于烏魯木齊市達坂城東溝鄉葦子村煤礦《礦井瓦斯等級和二氧化碳涌出量鑒定報告》的批復，礦井2010年11月+1200m水平3#煤層瓦斯(二氧化碳)等級鑒定結果為：礦井相對瓦斯涌出量為4.86m3/t，二氧化碳相對涌出量為5.32m3/t，瓦斯絕對涌出量0.79m3/min，二氧化碳絕對涌出量0.86m3/min，確定本礦礦井瓦斯等級為低瓦斯礦井。
2、煤塵
各煤層均具煤塵爆炸危險性。
3、煤的自燃
井田內煤層屬易自燃的煤。
4、地溫
本區地溫無異常。
5、火燒區
本礦范圍內無火燒區存在。
2采煤方法及提升、運輸及通風等系統
水平分段放頂煤，輕型液壓支架支護。該方案裝備“輕型液壓支架”，分段高10m，開幫高度2.5m，放煤高度7.5m，工作面煤炭采用刮板輸送機運輸。工作面采用全負壓通風+局部通風機輔助通風。
一、提升、運輸系統
1、混合提升立井
混合提升立井采用一對1t單層單車標準罐籠提升系統，擔負全礦井提煤、提矸，升降人員、材料和設備等任務，提升設備為2JK-2.5×1.5/20型雙滾筒絞車，配套電動機，額定功率132kW。
2、井下運輸
井下石門采用SGD-620/40T刮板運輸機串聯運煤，在井底設裝車點，軌道系統采用600mm軌距礦車，材料、設備運輸配備材料車和平板車。
二、礦井通風系統及安全出口
本礦井通風方式為中央并列式，混合提升立井進風，回風斜井回風。
混合提升立井井筒內設梯子間，回風斜井及安全出口井筒設臺階和扶手，作為礦井的三個安全出口。
回風斜井裝備2臺FBCZ-4-№12A型軸流式通風機，其中1臺工作，1臺備用。電機功率為2×37KW，額定風壓為140～863Pa，額定風量為810～1870m3/min。
三、排水系統
礦井在+1200m水平井底車場設中央排水泵房及主、副水倉，主排水配備3臺D46-30×9型離心泵，一臺使用，一臺備用，一臺維修，主排水管路為Φ108×4的鋼管，沿混合提升立井井筒敷設。
四、井下供電
在+1200m水平井底車場設井下中央變電所，雙回電源引自地面變電所，下井電壓等級10kV。井下各用電點不同電壓等級的負荷引自井下中央變電所，井下電壓等級660V、127V。
五、安全監控系統、人員定位系統和防滅火
礦井裝備了KJ90型瓦斯監控系統一套、KJ251型人員定位系統和KHY-3型礦井火災束管監測系統一套，設備狀態良好。
礦井目前采用以采空區注氮為主，以噴灑阻化劑壓、堵漏為輔的綜合防滅火措施，在地面設有制氮站，已安裝1臺KDG100型地面固定式制氮機。
六、壓風自救系統及通信聯絡系統
壓風系統管路沿混合提升立井鋪設到工作面，并保持供風完好。工作面按照工人數量設置了方便實用壓風呼吸器，以便于災害時期啟用。
礦井外部通信和行政電話：礦井對外通信采用市話網。
礦井內部調度通信：在礦調度室設DDK-6S型64門生產調度程控電話總機，作為井上下生產調度通信用。井下通信采用裝在地面調度總機上的三塊安全柵插板將地面調度總機與井下電話連接起來，構成井下安全火花型防爆通訊系統。下井通訊電纜經安全柵插板引出后，通過架空(地面部分)和沿井壁(井下部分)敷設至井下分線盒。，分設在混合提升立井井筒二側，并設有聯絡電纜。當一條電纜出現故障時，可迅速轉接，以保證井下主要電話用戶通信不中斷。井下采煤工作面、掘進工作面、采區變電所、車場等處設礦用本安型電話。
七、現狀評價
礦井現有系統基本可以滿足礦井安全生產的需要，同時可以滿足采煤方法改造的需要。生產中應加強對現有系統的日常維護。
2.1工作面巷道布置
回采煤體位于3#煤層+1240m～+1250m之間，工作面回風巷為布置在3#煤層+1250m標高，利用現有+1240m標高巷道作運輸巷進風。上下巷道之間每隔6m采用穿孔機掘聯絡眼一個，其中每間隔30m將通風眼擴大成為通風行人眼，作為工作面安全出口之一。工作面采煤通過運輸巷的刮板輸送機運出。“運輸巷-通風眼-回風巷”構成工作面全負壓“U”型通風系統。為了保證工作面有效通風，在運輸巷設置局部通風風機輔助通風系統。
工作面巷道布置圖一(附后)。
2.2工作面通風
2.2.1概況
該工作面相對瓦斯涌出量為4.86m3/噸，自燃發火期為3—6個月，預計生產起止日期為2011年9月—2011年12月。
2.2.2通風系統
2.2.2.1通風系統概述
Ⅰ、該工作面采用全負壓通風系統。
Ⅱ、通風眼掘進采用局扇壓入式通風。
Ⅲ、風流流經路線。
主立井→+1200中央石門→行人上山眼→+1230運輸順槽→工作面→+12400回風巷→回風石門→風井。(見避災路線圖)
2.2.2.2風量計算
一、礦井總風量
根據2011年《煤礦安全規程》要求，礦井總風量按下列要求分別計算，并采取其中最大值。
(一)按井下同時工作的最多人數計算
Q礦井=4×N×K =4×60×1.25=300m3/min/60=5.0m3/s
式中：Q礦井～礦井總供風量，m³/min;
4～每個人每分鐘所需要得最少風量，m3/min;
N～礦井井下同時工作的最多人數，取60人;
K礦通～礦井通風系數，取1.25 。
(二)按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和計算
Q礦井=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他)×K礦通
1、采煤工作面風量計算
(1)按瓦斯涌出量計算
Q采=100×qCH4×A/24/60=(100×4.86×412)/24/60
=139(m³/min)=2.32(m3/s)
式中：qCH4～采煤工作面的瓦斯相對涌出量為4.86m3/t：
A～工作面日產量，412t。
(2)按工作面溫度計算
Q采=V采×S采 ×Kc m3/s
式中：V采～采煤工作面風速，取1m/s;
S采～采煤工作面的平均斷面積，取6.5m2;
Kc ～工作面長度系數，0.8;
Q采=1×6.5×0.8=5.2 m3/s。
表4-2-1 風速與空氣溫度的關系
(3)按工作面人數計算
Q采=4×Ni=4×14=56m³/min =0.93 m3/s
式中：Q采～采煤工作面實際需要的風量，m³/min;
Ni ～采煤工作面可能同時工作的最多人數，14人。
(4)按一次爆破炸藥消耗量計算
頂板預裂和頂煤預烈需要使用爆破，故本設計按一次爆破炸藥量來計算風量。
Q采=Ac×b/(t×c)=7×0.1 /(20×0.02%)=250m3/min=4.2m³/s
式中;Ai～工作面一次爆破的最多炸藥用量，7kg
b～每公斤炸藥爆破后生成的當量CO的量，根據炸藥爆破后的有害氣體國家標準，取0.1 m3/kg
t～通風時間，取20 min
C～爆破經通風后，允許工人進入工作面的CO濃度，取0.02%
(5)按風速進行驗算
按最低風速驗算：
Q采≥15×S采≥15×7=105m3/min≥1.75m3/s
按最高風速驗算：
Q采≤240×S采≤240×7=1680m3/min≤26m3/s
經過以上計算，采煤工作面風量取5.2m3/s。
輔助通風機選用FBD№6.0/2×15型對旋軸流式局部通風機，該風機主要參數：風量300～400m3/min，負壓1000～4500Pa，配套電機功率為2×15kw。煤礦可根據實際情況，利用已有或選購與上述型號局部通風機性能相同的產品，以保證工作面有效通風為原則。
2、掘進工作面實際風量估算
(1)按瓦斯涌出量計算
Q采=100×q瓦×K掘×3×T=100×1.8×(50×4.86×3)/(24×60)=91.125m3/min=1.52m3/s
式中：q瓦～掘進工作面的瓦斯相對涌出量，4.86m3/t;
K掘 ～風量備用系數，取1.8;
T～掘進工作面實際日生產量，50t。
(2)按炸藥量計算
Q采=Ac×b/(t×c)=6.5×0.1 /(20×0.02%)
=162.5m3/min=2.7m3/s
式中;Ai～掘進工作面一次爆破的最多炸藥用量6.5kg;
b～每公斤炸藥爆破后生成的當量CO的量，根據炸藥爆破后的有害氣體國家標準，取0.1 m3/kg;
t～通風時間，取20 min;
C～爆破經通風后，允許工人進入工作面的CO濃度，取0.02%。
(3)按工作面人數計算
Q掘=4×20=4×14=56 m3/s=1.0 m3/s
式中：Q掘～掘進工作面實際需要的風量，m3/min;
Ni ～采煤工作面同時工作的最多人數，14人。
(4)按局部通風機的實際風量計算
Q掘=Qr×I +15×S掘=200×1+15×5=275 m3/min=4.6m3/s
式中：Qr～掘進工作面配備局部通風機的臺數，1臺，實際供風量為150～250 m3/min，取200 m3/min;
I～掘進工作面配備局部通風機的臺數，1臺;
S掘～掘進頭斷面積。
(5)按風速進行驗算
按最低風速驗算:
Q掘≥15×S掘≥15×5≥75 m3/min=1.25 m3/s
按最高風速驗算:
Q掘≤240×S掘≤240×5=1200m3/min=20 m3/s
經過以上計算,掘進工作面風量取3.75m3/s
根據掘進需風量，設計選用YBT-11型對旋軸流式局部通風機，該風機主要參數：風量150～250 m3/min，配套電機功率為11kw。煤礦可根據實際情況，利用已有或選購與上述型號局部通風機性能相同的產品。
3、硐室需風量
絞車房需風量2.0 m3/s。
4、其它需風量
其它需風量1.0 m3/s。
5、總風量及其分配
全礦井設一個回采工作面, 2個掘進工作面。則礦井總進風量為
Q礦井 =(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他)K礦通
K礦通系數取1.25
Q礦井=(5.2+4.6×2+2+1)×1.25=21.75m3/s
取Q礦井=22m3/s
風量分配：
回采工作面 6.0m3/s
掘進工作面 2×5m3/s
硐室 2.0 m3/s
其他用風及漏風 4m3/s
合 計 22m3/s
二、礦井負壓及等級
根據本礦井巷道布置、開采計劃安排及風量分配，經計算，礦井通風容易時期通風負壓為160.9Pa，通風困難時期通風負壓為256.2Pa。(詳見礦井通風阻力表4-2-1、表4-2-2)
1、礦井等積孔
A=1.19Q/
式中：A～等積孔，m2;
Q～礦井總風量，m3/s;
H～礦井通風負壓，Pa。
經計算，礦井通風等積孔容易時期為2.06m2，困難時期為1.64m2。
2、通風難易程度評價
礦井通風難易程度：容易時期為容易，困難時期為中等容易。
三、通風設備及反風
礦井安裝FBCZ-4-№12A型防爆抽出式軸流風機2臺，電機功率為2×37KW，額定風壓為140～863Pa，額定風量為910～1870m3/min。一臺工作，一臺備用。
采用風機葉輪反轉的反風系統反風。反風量達至正常供風量的60%。
經校驗，風機及電動機均符合煤礦設計規范要求。
四、工作面局部通風機輔助通風系統
工作面配置輔助局部通風機向工作面供風。
輔助局部通風機根據具體情況置于新鮮風流中，距離工作面的距離不小于80m，該局部通風機必須采用雙線路供電，通風機一用一備。
輔助通風機選用FBD№6.0/2×15型對旋軸流式局部通風機，該風機主要參數：風量300～400m3/min，負壓1000～4500Pa，配套電機功率為2×11kw。煤礦可根據實際情況，利用已有或選購與上述型號局部通風機性能相同的產品，以保證工作面有效通風為原則。
五、保證工作面有效用風量的措施
1、礦井通風系統應能保證本工作面有足夠的配風量。
2、確保輔助局部通風機完好。
3、保證通風眼完好，長期檢查通風眼，遇到塌孔時，必須及時進行處理，保證工作面有效通風。
2.3工作面設備的確定
2.3.1支架的選擇
2.3.1.1、支架選型
1、工作面支護參數
水平分段高度10m，開幫高度2.5m，放煤高度7.5m。
初選輕放液壓支架型號ZF3200-17.5/27F,主要技術參數如下：
.支架高度 1750～2700mm
.支架間距 1.4m
.支架長度 4.0m
.支撐阻力 3200KN。
.支架行程 800mm。
.泵站壓力 19.6Mpa。
2、工作面支架強度驗算
根據放頂煤工作面實測結果統計，以煤層厚度與巖石容重的乘積表示工作面頂板壓力，即：
P力=knMγ
式中：P力～工作面頂板壓力，kN/m2;
k～安全系數，取k=1.3
n～折算系數，據統計此折算系數在來壓期間n=9.548M-0.79;
M～開采區段高度，10m;
γ～頂煤/巖容重，取21kN/m3。
按放頂煤工作面實測統計法，以頂板來壓時支架的載荷作為設計支架工作阻力的基礎，將參數代入上式后，工作面頂板壓力強度按下式計算：
P力=261M0.21
式中：M～開采區段高度，取10m。
P力=261×100.21=422(kN/m2)
支架最大總控頂面積：S=1.4×4.0=5.6m2
反求支架工作阻力如下：
條件式：
P支≥S×P力×K
式中：S～工作面最大總控頂面積，5.6m2;
P支～支架工作阻力，3200KN;
P力～工作面頂板壓力，422kN/m2;
[P支=3200]≥S×P力=4.48×422=2363KN
可見預選的ZF3200-17.5/27F型輕放液壓支架的工作阻力滿足要求。
2.4回采工藝
2.4.1回采工藝
一、整體思路
1、水平分段放頂煤是放頂煤開采的一個特例，適合于急傾斜煤層開采。其工作原理是：沿著計劃開采煤體下部布置工作面，工作面采用液壓支架進行支護，移動支架即解除頂板支撐，巷道上方煤體將由于礦山壓力作用放落到自由面(工作面支架后部)。工作面不斷往前推進，上部煤體不斷放出，“移架-放煤”過程反復呈現。
2、為了形成工作面通風系統，在計劃開采煤體的上方或下方設置通風巷道，其與放煤所在的巷道間采用大口徑鉆孔或巷道聯系，形成“U”型通風。
3、必要時頂煤和頂板實施預裂爆破，以增加頂煤的可放性和防止頂板大面積垮落造成危險。
二、首采工作面位置
采煤方法改造首采工作面布置在一水平一采區3#煤層西翼+1240m～+1250m區段，煤層厚度8.0m，平均傾角73°。水平分段高度10m，工作面開幫巷道高度2.5m，放頂煤高度為7.5m，采放比為1:3。
三、回采工藝
(一) 回采工藝
以首采工作面(針對工作面巷道布置方案一，采煤方法見(附圖二)進行敘述。
1、回采前期工作
(1)形成工作面上下巷道;回風巷標高+1250m，斷面幾何形狀為矩形，最小尺寸:高2.0m、寬2.0m，位于煤層中;運輸巷標高+1240m，斷面幾何形狀為矩形，最小尺寸：高2.5m、寬3.0m，位于煤層中;工作面巷道采用頂部掛網錨桿支護，或者采用礦用工字鋼棚支護。
(2)沿工作面走向，每6m施工一條聯系工作面上下巷道間的通風孔，直徑0.8m，由于使用時間較短，暫不考慮支護，但上下口要做適當處理，用錨網固定，防止塌孔。每隔30m所設的安全出口采用錨網支護。同時每隔30m所設的安全出口及采面支架前三個通風孔作為通風行人巷，內設軟梯或鐵直梯，作為工作面安全出口。通風孔可根據需要逐漸打出，但通風行人孔必須一次全部打出，暫時不做通風用的需進行臨時密閉，防止風流短路。
(3)根據實際情況，對煤層和頂板進行必要的預裂爆破，預裂爆破必須編制專門設計，并嚴格執行煤礦安全規程規定，建議在遠離工作面20m外進行。
2、回采工藝過程
本采煤方法主要以放頂煤為主，但由于煤層厚度8m，因此工作面在煤層頂板一側遺留部分三角煤，如工作面在煤層頂板側開幫，則可采出部分煤。但是由于開幫增加了支架數量，支架前方支護強度增加，不利于支護;煤層厚度具有一定變化，煤層變薄時，則需要撤出支架影響生產。根據煤層賦存條件和上述因素，故本次設計回采工藝不增加開幫工序。
開采工藝過程：班前準備→移支架→放頂煤→清理工作面→移刮板→
循環往復。預裂爆破安排在檢修班進行。
(1)班前準備
主要是查看工作面頂底板情況和設備情況，確認通風順暢。
(2)移架
設計配置2架輕放液壓支架。移架時，各支架依次前移。所選支架移架步距0.8m。
(3)放頂煤
移架后，頂煤垮落，實施放頂煤。放煤步距與移架步距相同，為0.8m。
(4)清理工作面
大量頂煤放完以后，觀察放煤量，頂煤放落水平，對大塊煤，采用風鎬進行破碎，必要時鎬釬可更換為異形鎬頭或長鎬釬。然后觀察采空區情況，做好記錄，清理工作面。
(5)移刮板
移動刮板機使得就位到下一循環的合理位置上。
(二) 頂煤超前預爆破
從目前資料和煤礦以往生產實際來看，煤體為中硬煤(f=1.5)，塊徑多為0.3～0.6m，煤體原生節理和次生節理都較發育，無夾矸，經過綜合分析頂煤的冒放性良好，無需頂煤弱化，勿須進行超前預裂爆破。但為滿足特殊情況下使用預裂爆破的需要，本設計對超前預裂爆破進行了初步研究。
預裂爆破必須編制專門設計，并嚴格執行煤礦安全規程規定，建議在遠離工作面20m外進行。同時預裂爆破還要保證通風眼的使用功能不被破壞。
在煤層內布置孔徑43mm的頂煤松動爆破孔，見插圖3-3-1炮眼布置圖。 鉆爆參數見表3-3-1。
五、采煤工作面及采區回采率
工作面綜合回采率76%，采區回采率75%。
六、工作面產量
典型工作面煤層平均厚度為8m，傾角73°。水平分段高度10m。
一個循環的產量：
Q循環=H×G×r×M×C
式中：Q循環～循環產量，t;
M～煤層水平切面寬度，8.37m;
H～分段放煤高，7.5m;
G～循環進尺，0.8m;
r～煤的容重，1.35t/m3;
C～工作面綜合回采率，取76%。
Q循環=7.5×0.8×1.35×8.37×0.76=51.5t
一日兩班生產，一班準備，生產班每班4循環，年工作日為330d，正規循環率為75%，則
回采面日產量=51.5×8=412t/日。
回采面年產量=412×330×0.75/10000=10.2萬t/年。
掘進出煤率按照5%，則全礦井產量為10.7萬噸/年。
經計算，回采工作面年推進度約為1584m/a，需要由2個掘進頭來保證。
七、隔離煤柱
前面已述，工作面布置型式之方案一有利于工作面通風、防瓦斯、防滅火及人員安全管理，因此，后續區段的工作面布置形式仍推薦采用方案一。隔離煤柱按5m留設，即下一區段留設5m煤柱掘進回風巷，回風巷下10m掘進運輸巷。開采區段+1250m水平以上尚有10m隔離煤柱，煤柱如果不能及時垮冒下來，采用深孔爆破的方式使煤柱及時垮落，其他區段煤柱處理也按上述方法。
2.4.4放頂煤工藝
本工作面開幫高度2m，放頂煤高度6m
根據 △S=Ks×H-H=H(Ks-1) (2-8)
=6×(1.2-1)=6×0.2
=1.2m<2m
式中△S—頂煤松散時所需空間高度
H—放頂高度 6m
Ks—頂煤松散系數 1.2
因開幫煤高度大于頂煤破碎膨脹的增加高度，如果頂板冒落好，頂煤煤體經支架多次支撐—卸壓作用下被壓碎，故不再需要松動爆破頂煤，若局部地段不能自行下落，可采用煤電鉆打眼松動爆破頂煤，炮眼間距、深度和裝藥量根據現場實際確定。
放頂煤步距，初步確定二采一放即1.6m
放頂煤順序，由下至上，逐架等量放煤，經兩到三輪后，可將放煤口往上剪，再放中、上部的煤。
2.5頂板管理方法
1、工作面支護采用輕放液壓支架，支架間距1.4m。
2、工作面運輸巷、回風巷距回采工作面20m范圍內，采用單體液壓支柱配π型鋼梁進行超前加強支護。
3、根據頂煤的實際冒放性，必要時對頂煤進行預裂爆破。
4、為了防止老頂出現大面積懸頂，也需要對頂板/底板實施預裂爆破。
5、實施預裂爆破前必須按照有關規程、規范的要求編制專門設計。
6、采用預裂爆破預裂頂煤時，嚴禁在工作面內采用炸藥爆破方法處理頂煤、頂板。嚴禁在回風順槽上方設有巷道。
7、開采區段+1250m水平以上尚有10m隔離煤柱，煤柱如果不能及時垮冒下來，必須強制放頂。
二、關于頂板預裂和頂板預裂爆破、強制放頂措施
1、頂煤、頂板冒放性分析
根據地質報告和現場實際的揭露情況，3#煤層原生節理和次生節理都較發育，煤質中硬，性脆，裂隙發育，不需要頂煤弱化，綜合評價冒放性較好，以往倉儲式開采實際生產中也反映煤的冒放性良好。
將來實際生產中如果出現頂煤冒放性欠缺情況，為了順利實施放頂煤開采，工作面應采用超前預裂爆破方法，增大煤層裂隙，增加煤體內弱面，降低抗壓強度，從而使頂煤能順利放出。
3#煤層的頂底板巖石，主要為粉砂巖、泥巖、炭質泥巖及少量細砂巖。3#煤層的頂底板屬穩固性差的類型。
組成3#煤層的頂底板巖石均為層狀結構，膠結物為泥質，其層間聚合力極差。按巖石形成的自然條件，侏羅系煤系地層的砂巖類巖石多為軟質～中硬質巖石，其中粉砂巖及其它泥質類巖石為軟質巖。3號煤層頂底板在飽和狀態下的單向抗壓強度為8.6～15.7MPa，屬軟質巖石(<30Mpa)，頂底板的軟化系數在0.26～0.41之間，低于0.75，屬易軟化的巖石。其抗拉強度在0.1～0.2MPa之間，抗剪斷強度中的凝聚力值在11.4～14.0之間，內摩擦角8.2°～9.0°之間。其抗拉強度的測試值與我國同類巖石的經驗值(1.4～5.2MPa)不符;3號煤層頂底板巖石的內摩擦角亦與經驗值(75°～80°)不符。按照《巖石地下建筑技術措施》中的圍巖分類表，井田3號煤層的頂、底板均屬穩固性差的類別。
2、水平分段放頂煤頂板垮落的規律分析
(1)本采煤方法的工作面廣義的“圍巖”包括：頂煤、頂板和底板、底煤，還有上區段“頂煤以上老空已經垮落的巖石和遺留煤混合物”(簡稱“老空巖石”)，采煤工作面圍巖在不同開采階段狀態見圖3-6-1～3。
(2)采動后，頂煤和“老空巖石”及時垮落或移動。理論上回采煤體上方一定范圍內處于始終被“老空巖石”充填的狀態。頂板主要以彎曲變形為主、部分垮落，小于70度情況下底板一般不會垮落。
(3)工作面推進一定距離后，頂煤大部分得到回收， 上部“老空巖石”充填到到本區段采空區，這在客觀上也阻止了本區段采空區頂板的垮落進程。
(4)水平分段放頂煤工作面的周期來壓與傾斜分層是完全不同的，支架的礦山壓力顯現基本是恒定的，其礦壓作用主要來自頂煤及其“老空巖石”，而不受煤層頂板巖石壓力的直接影響。
兩種采煤方法頂板巖石移動的規律也是完全不同的，主要區別是：水平分段放頂煤工作面的本區段采空區受到上部“老空巖石”的及時充填，而不是主要來自本區段范圍頂板巖石。
2、實行頂板預裂爆破的必要性和方法
(1)“老空巖石”以上區域巖石垮落的規律類似于傾斜分層開采時后部采空區的頂板巖石移動情況，會呈現出“類似的初次來壓和周期來壓”情形。但由于頂板巖石垮落后會出現“向下移動、堆積到開采煤體上方”的趨勢，工作面近頂板始終被“老空巖石”充填。另外傾角大礦壓顯現不明顯，頂底板不易冒落“老空巖石”上部采空區頂板不能及時垮落，出現大面積空頂的可能性非常大。
(2)預裂的目的。頂板預裂主要針對老頂，其根本目的是為了避免大面積空頂，防止一旦垮落形成“暴風”。頂板預裂是各類急傾斜煤層開采所必須要進行的。
基本原理是：弱化頂板，破壞頂板的穩定性，使得開采煤體上部的“老空巖石”垮落充填到本區段采空區后，其上部的煤層頂板失去支撐達到彎曲斷裂極限，能及時垮落。
(3)頂板預裂爆破的做法
炮孔布置見圖。爆破參數見下表。
預裂爆破必須編制專門設計，并嚴格執行煤礦安全規程規定，建議在遠離工作面20m外進行。頂板預裂原則上要在頂煤預裂施工后或者同時進行。
在實際生產中優化回采工藝參數、頂煤、頂板預裂爆破參數，降低含矸率，提高回采率。
3、關于初次放頂和強制放頂
對于本采煤方法而言，3#煤層頂板屬穩固性差型頂板，但是為防止出現大面積空頂，必須對頂板強制放頂。放頂主要是針對“老空巖石”上部的老頂。初次來壓不十分明顯，初次放頂問題也不十分突出。
上述采用的頂板預裂爆破，基本可以在煤層頂板形成縱/橫兩個方向的“切割線”，使老空區頂板及時垮落可以有效防止大面積空頂。
強制放頂主要發生在采空區(含上區段采空區)實際發生了大面積的空頂的時候。防止大面積空頂關鍵是做好頂板預裂，通過觀察及時發現不良情況。
強制放頂也是通過爆破來實現，具體是根據具體情況從現有巷道(必要時施工措施巷)打密集深孔，裝藥爆破。
2.6礦壓觀測
該工作面建立礦壓觀測系統，通過觀測工作面支護質量，進行礦壓預報，以有效防止周期來壓造成的危害。
Ⅰ、礦壓觀測三量內容及方法;
工作面支架，液壓單體柱三量觀測(初撐力，工作阻力，活立柱);移架前后觀測。
Ⅱ、巷道頂板位移觀測，在兩巷內設測點，安裝測桿，每班觀測測桿讀數計算出巷道頂板位移量。
Ⅲ、頂板，頂煤冒落破碎度統計，通過觀測頂煤頂板的冒落塊度大小，煤壁片幫深度，炮道局部頂煤冒落寬度及高度，進行統計，分析比較后加強采煤面支架前方的頂板管理和頂煤冒落塊度的掌控。
2.7循環方式及勞動組織
本采煤方法與傳統的采煤方法在工作面作業形式上有較大的區別，即“只放頂、不開幫”，或者可以理解為“事先全面開幫”、集中放頂煤。工作面主導工序為“移架-放頂煤”，移架和放頂煤步距為0.8m，移一次架+放一次頂煤，完成1個循環。生產班每班4個循環，每日兩班生產，一班準備。正常日進度6.4m。工作面勞動組織詳見表。
工作面勞動組織表
2.8生產系統
2.8.1通風系統
地面→主立井→1200水平運輸巷→+1230運輸順槽→工作面→1240回風巷→回風石門→回風斜井→地面。
2.8.2運煤系統
工作面→+1230運輸順槽→溜煤眼→運輸石門→主立井→地面
2.8.3運料系統
地面→主立井→+1200石門巷→用料地點
2.8.4排水系統
工作面→+1230運輸順槽→主立井→中央水倉→用水泵排至地面
2.8.5供電系統
本礦井井下高壓采用10kV電壓，低壓動力配電采用660V電壓，照明采用127V電壓。
井下采用MYJV22-8.7/10kV,3×35mm2下井電纜兩回，正常時兩回電纜同時送電，當一回故障時，另一回能保證井下全部負荷。低壓動力電纜除煤電鉆采用MZ-0.3/0.5型煤電鉆專用橡套電纜外其他均選用MY-0.38/0.66型礦用橡套電纜。
2.8.6采面
主要經濟技術指標見表。
2.9避災路線
2.9.1水災
1、火、瓦斯避災路線：采煤工作面→運輸順槽→材料斜巷→+1200m水平運輸大巷→井底車場→混合提升立井→地表。
掘進工作面→區段順槽→材料斜巷→+1200m水平運輸大巷→井底車場→混合提升立井→地表。
2、水害避災路線：采煤工作面→回風順槽→+1250m回風石門→回風斜巷→+1200m回風大巷→總回風上山→回風斜井→地表。
掘進工作面→回風順槽→+1250m回風石門→回風斜巷→+1200m回風大巷→總回風上山→回風斜井→地表。
2.9.2工作面安全監測系統
一、工作面安全監測監控組成
工作面安全監測監控納入礦井安全監測監控系統管理。
工作面安全監測監控設備包括：KDF-2型本質安全型分站、1000VA型不間斷電源及配套本質安全型斷路器、信號電纜及其他傳感器組成。
KDF-2型本質安全型分站最多可實現16路(模擬量)開關量信號輸入輸出。可對甲烷、風速等傳感器信息做超限判斷，根據判斷結果作出相應控制，同時將信息傳給主機。并具有甲烷斷電儀和甲烷風電閉鎖裝置的全部功能。
1000VA型不間斷電源內裝備用電池，適應波動范圍大的外接電源電壓，電池容量大，可滿足停電后分站滿負荷工作2小時。
配套的本質安全型斷路器與分站配套使用，完成工作面甲烷風電閉鎖功能，并具有斷電反饋功能。
二、信號傳輸電纜
礦井采用混合提升立井開拓，安全監測監控下井信號電纜沿混合提升立井敷設，采用PUYV39—1×4×1.38的礦用信號電纜傳輸;井下分站間電纜為PUYVR-1x4x1型通信電纜; 井下分站至傳感器間電纜為PUYVR-1x4x7/0.28型通信電纜。
三、傳感器的配備
按照《煤礦安全監控系統及檢測儀器使用管理規范》的相關規定，工作面傳感器布置如下：
1、在采煤工作面上隅角處，設置低濃度甲烷傳感器一個。報警值為≥1.0%，斷電值為≥1.5%、斷電范圍為工作面及回風巷中全部非本安型電氣設備，復電值為<1.0%。其余傳感器按煤礦安全規程規定設置。
2、在采煤工作面回風流中，采面回風巷距回采面10m～15m處，設置一氧化碳傳感器、粉塵傳感器、低濃度瓦斯傳感器各一個。
其中低濃度瓦斯傳感器報警值為≥1.0%，斷電值為≥1.5%、斷電范圍為工作面及回風巷中全部非本安型電氣設備，復電值為<1.0%。其余傳感器按煤礦安全規程規定設置。
工作面一氧化碳傳感器報警濃度為≥0.0024% CO。
3、在采煤工作面回風流中、距回風巷出口10m～15m處，設置低濃度瓦斯傳感器、溫度傳感器、一氧化碳傳感器和風速傳感器各一個。
其中瓦斯傳感器報警值為≥1.0%，斷電值為≥1.0%，斷電范圍為工作面及回風巷中全部非本安型電氣設備。復電值為<1.0%。
工作面一氧化碳傳感器報警濃度為≥0.0024% CO。
溫度傳感器的報警濃度為≥30℃。
4、工作面兩臺輔助局部扇風機設置兩個開停傳感器。
5、系統裝備容量應按10%～15%留有備用量。工作面傳感器布置詳見附圖五。
四、傳感器的布置要求
工作面除輔助局部扇風機的開停傳感器之外，其它傳感器應垂直懸掛，距頂板不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm，并安裝在便于維護，不影響行人和行車的位置。
3安全技術措施
3.1防片幫、冒頂及頂板管理安全技術措施
Ⅰ、在煤壁發生片幫的地段，立即采取打貼幫柱的措施，用50mm×50mm金屬網，并用14號軟鐵絲連接，防止因片幫增加空頂面積而發生冒頂。
Ⅱ、發生冒頂地段必須采取可靠的剎頂措施，在完全控頂后再開始移架，嚴禁不剎頂而強行移架，剎頂時，工作地點一定要打好安全柱，保證工作人員安全，必要時可臨時增加木垛。備料：木料80根、木楔子50個、單體柱40根。
Ⅲ、控制好開幫高度，合理布置炮眼，嚴禁超高，頂眼眼底距輪廓線要保持在0.2m的距離。
Ⅳ、頂煤冒落不好或者塊度太大，要采取預先爆破頂煤的技術措施，孔徑40mm，排距1.6m，眼距2m，眼深8m，炮孔均向老塘方向傾斜65°。
Ⅴ、如果頂板冒落不好，每推進10m時，在工作面炮道用巖石電鉆向頂板打眼，孔徑Ф80mm(狼牙棒鉆頭)，眼深15m，眼距4m炮孔向老塘方向傾斜65°，強制放頂。
Ⅵ、采用強制放頂方法處理采空區時，工作面必須加強支護，沿放頂線在工作面上、中、下部各加設一個木垛。
Ⅶ、工作面開幫放炮順序由下往上，炮孔封泥長度不低于炮孔全長二分之一。每開5架距離，必須結網伸前梁及時支護。
Ⅷ、在爆破頂板、頂煤過程中，如發現炮孔與老塘打通，必須用炮泥把孔頂部封死，封死部分長度不小于1m，隔絕老塘，再裝藥放炮。
Ⅸ、工作面放炮前，工作面前方20m兩巷必須加強支護。
Ⅹ、工作面放炮前，全體人員必須撤到距工作面端頭100m以外的安全地點，并在兩巷設好警戒，放炮前發出信號。
Ⅺ、嚴格執行“一炮三檢”和“三人連鎖”制度，否則禁止放炮，放炮后灑水降塵。
Ⅻ、放炮后，進入工作面首先敲幫問頂，確認無危險后，迅速掛頂網，并伸出支架前伸梁。
ⅩⅢ、時刻注意頂底板情況，凡發現來壓，跨落頻繁時立即撤離作業現場，等頂板穩定后再進入作業地點確認無危險后方可操作，移架或移梁時操作人員要站在支架、支柱上方靠煤壁側。支架、單體柱下方不得站人。
3.2移架、打單體、放頂煤的安全措施
Ⅰ、移架前清理好架前、架間和架底的浮煤、電纜、膠管懸掛整齊，觀察好周圍人員并打好招呼，設專人監護，同時移該支架時臨近支架不得進行其它操作。
Ⅱ、支架、單體柱均要編號管理。
Ⅲ、支架、單體柱出現跑、冒、滴、漏現象應及時處理，嚴禁帶病作業。
Ⅳ、移架或操作單體柱前，首先檢查頂板情況，確認無危險后方可操作，操作人員要站在支架、支柱上方靠煤壁側，支架、單體柱下方不得站人。
Ⅴ、移架和撒、打超前支護必須兩人一組操作，一人操作，一人監護，嚴禁單人操作，移“四對八梁”端頭支護要三人一組，兩人操作，一人監護。
Ⅵ、液壓支架間要用鋼絲繩連結，坡度較大的地點、支架前下方要打好戧柱，防止支架下滑、倒架、咬架。
Ⅶ、一般情況下，不得隨意降、移支架，降、移支架要經過帶班班長同意。
Ⅷ、移架操作順序
ⅰ、先移左梁，左梁支柱卸載，先降后柱再降中、前柱。
ⅱ、推移千斤頂活塞桿伸出、左梁前移。
ⅲ、左梁支柱升柱，次序，前、中、后柱，支撐頂板。
ⅳ、前探梁卸載，收回。
ⅴ、右梁支柱卸載，先降后柱，再降中、前柱。
ⅵ、推移千斤頂活塞桿收回，右梁前移。
ⅶ、右梁支柱升柱、支撐頂板，完成移架過程。
Ⅸ、當發生架前、架間冒頂時，應帶壓移架，必要時用單體柱輔助。
Ⅹ、放煤前應設專人剪通金屬網放煤口，自下而上，多輪，循環放。
Ⅺ、超前順槽刮板輸送機機尾必須打好兩根壓柱，防止翻機尾傷人，發現溜槽脫節，飄鏈，斷刮板、掉銷子等情況，必須立即停機處理，每天必須掐機尾一次。
Ⅻ、當放頂煤中混有大塊矸石時，撿出拋入老塘大塊煤用大錘砸碎，以防堵眼。
ⅩⅢ、嚴禁支架出現不接頂現象，如有空頂，必須用木料背實剎緊。
3.3泵站及液壓系統安全措施
Ⅰ、泵站工必須按操作規程操作，并做好工作記錄。
Ⅱ、泵啟動前，首先檢查各零件有無損壞，各連結螺絲是否緊固齊全，潤滑油位是否正常，各種保護裝置是否齊全，否則禁止開泵。
Ⅲ、泵啟動前應先放液，確認無氣體后，方可開泵。
Ⅳ、泵啟動后，注意聽、視、觀察泵的運行情況，嚴禁帶病作業。
Ⅴ、非泵工不得任意調泵、泵工司機不得脫崗，要做到每班加乳化油，定期把泵檢修好，不得任意開、停泵，乳化液濃度保持在3%—5%。
Ⅵ、泵的卸載閥，安全檢查閥整定值不得隨意調節，卸載閥整定值不得超過19.6Mpa。
Ⅶ、加強泵及其系統的衛生管理，泵箱過濾器應定期清洗，各種膠管、元件應保持清潔，泵箱篩網要堅持使用，嚴禁泵蓋隨意打開。
3.4運料安全措施
Ⅰ、運料時注意不得損壞電纜線，管路和其它設備。
Ⅱ、運料過+1250水平兩道風門時，不得同時打開，并隨手關好門。
Ⅲ、不得碰倒或碰壞支護設備。
Ⅳ、絞車司機持證上崗，絞車用雙壓柱打牢，絞車運行時，司機必須在場。
Ⅴ、運料時做好自保和互保工作。
Ⅵ、盡可能不用溜子運料，確需用時必須制定安全措施，審批后學習貫徹后再用。
3.5運煤安全措施
Ⅰ、溜子司機要持證上崗。
Ⅱ、需停、開溜子時，要發出停、開溜子信號。
Ⅲ、溜煤眼周圍設護欄，防止人員墜入溜煤眼。
Ⅳ、溜子道要有不窄于0.7m的人行道，跨溜子處要有過橋，溜子機尾打雙壓柱。
Ⅴ、電瓶車司機持證上崗。
Ⅵ、運煤串車要前有照明，后有尾燈，過彎道時要發出警示信號。
Ⅶ、溜煤眼如被大塊煤卡住，確需爆炸處理時，必須使用安全被筒炸藥，且每次用量不超過150g。
3.6機電設備維護保養技術措施
Ⅰ、電氣設備的檢查、維護、修理必須由專職的機修工和電工負責，其他人員不得檢修電氣設備。要堅持停電申請制度，做到誰停電誰送電。
Ⅱ、加強系統網絡絕緣檢查搖測，發現網絡絕緣降低應立即停電處理，修復后方可送電檢漏繼電器必須靈敏可靠，任何人任何地點嚴禁甩掉不用，對運行中的檢漏保護裝置要認真檢查試驗。
Ⅲ、井下電氣設備應無積塵、無埋壓，且必須上架。
Ⅳ、嚴禁敲砸電氣設備，并做到及時搬遷，回收。
Ⅴ、機器外露的轉動部分(如齒輪等)必須加防護罩或遮擋，防止觸碰發生危險。
Ⅵ、不準帶電檢修，搬遷電器設備必須切斷電源。所有開關把手在切斷電源時都應閉鎖，并懸掛“有人工作，不準送電”牌板。
Ⅶ、設備嚴禁帶病運轉，嚴禁超載運轉。
Ⅷ、手持式煤電鉆的操作手柄和電纜等接觸應絕緣良好。
Ⅸ、超前順輸順槽掘進堅持使用“風電閉鎖”。
Ⅹ、井下電纜必須懸掛整齊，垂度必須符合要求。
Ⅺ、電鉆打眼前先試開檢查運轉情況，再打眼。電纜不能生拉硬拽。
Ⅻ、機電設備堅持“三無、四有、兩齊三全、三堅持”即：
三無：無雞爪子、無羊尾巴、無明接頭;
四有：有過流保護、漏電保護、有螺釘和彈簧墊圈有密封圈和擋板、有接地裝置;
兩齊三全：電纜懸掛整齊、設備硐室清潔整齊、防護裝置全、絕緣用具全、圖紙資料全;
三堅持：堅持使用檢漏繼電器、堅持使用綜合保護、堅持使用瓦斯電和風電閉鎖裝置。
ⅩⅢ、輸送機不得超負荷運行，各種保險絲及其裝置要符合規定，不準用其他導線和設備代替。
ⅩⅣ、保證接地、檢漏系統完好。
ⅩⅤ、完善通訊、信號系統，保證通訊信號靈敏可靠。
3.7“一通三防”及放炮安全措施
Ⅰ、設專人管理通風設施和安全監控系統，發現損壞及時維修更換，保證其正常使用。
Ⅱ、按時測定工作面風量、風速，使之符合設計要求。
Ⅲ、瓦檢員每班必須兩次檢查工作面、掘進迎頭及進、回風流中的有害氣體濃度，如果有害氣體超限，按《煤礦安全規程》中第一百三十六條、第一百三十八條、第一百三十九條執行。并匯報調度室。
Ⅳ、保護好“一通三防”設施及監控系統，嚴禁隨意損壞。
Ⅴ、嚴禁將風門隨意打開。
Ⅵ、回采前期因采面和超前順槽掘進在同一煤層中，布置獨立通風有困難，因此采用串聯通風，但必須嚴格按《煤礦安全規程》第一百一十四條嚴格執行。
Ⅶ、班長、放炮員、瓦檢員嚴格執行“一炮三檢”“三人連鎖”放炮制度，并使用瓦斯報警儀。
Ⅷ、放炮堅持使用水炮泥。
Ⅸ、放炮母線必須扭結成短路，放炮母線放炮后要收起。
Ⅹ、爆破必須使用3號煤礦安全炸藥，如使用瞬發電雷管需重新編制爆破設計。
Ⅺ、炸藥和電雷管必須分開存放在專用爆炸材料箱內，并加鎖，嚴禁亂扔、亂放。爆破時必須把爆炸材料放到警戒線以外的安全地點。
Ⅻ、從成束的電雷管中抽取單個電雷管時，不得手拉腳線硬拽管體，也不得手拉管體硬拽腳線，應將成束的電雷管順好，拉前端腳線將電雷管抽出，抽出單個電雷管后，必須將其腳線扭結成短路。
ⅩⅢ、爆破后，待工作面的炮煙被吹散，放炮員、瓦檢員和班長首先巡視工作面，檢查通風、瓦斯煤塵、頂板，并仔細驗炮，看有無拒爆、殘爆等情況，如有危險情況，必須立即處理。
ⅩⅣ、工作面出現瞎炮時，放炮員和班長必須按《煤礦安全規程》第三百四十二條規定認真處理，當班必須處理完畢，否則不準交接班。
ⅩⅤ、回風巷有局部地段巷道底板冒氣泡，回采接近該處時，要特別小心，瓦檢員跟班檢查，必要時用長鉆桿先探后采，并觀察水情。
ⅩⅥ、瓦檢員要對工作面放煤線、上隅角等處進行瓦斯檢查，如達到1%，停止工作進行處理。
ⅩⅦ、嚴禁在老塘內爆破，放煤口如果被大塊煤矸堵住，不得采用爆破的方法處理。
ⅩⅧ、工作面放炮時，必須對立柱及液壓系統采取切實可行的防炮崩措施。
ⅩⅨ、根據相關資料3-4煤層屬自燃煤層，自燃發火期3-6個月。本工作面預計生產期為2009年3月--2009年9月。為預防回采過程中采空區浮煤自燃、發火，還需采取以下措施：
ⅰ、加快工作面推進速度，爭取2009年8月底將工作面回采工作結束。
ⅱ、加強預測預報工作，出現發火預兆(溫度、水溫升高、氣體情況、有煤油味、煤壁掛汗等)及時匯報有關領導決定采取有效防滅火措施處理。
ⅲ、工作面推進過后，超前運輸順槽與運輸巷之間的溜煤眼、通風行人眼要及時封閉，并在運輸巷打密閉，阻止向采空區漏風。
ⅳ、回采過程中，盡可能使采空區頂板冒落充分，有效的將浮煤掩埋。
ⅴ、如發現一氧化碳氣體，立即封閉注氮。
ⅵ、回采結束后，沿停采線進回風巷打兩道永久性防火密閉。
3.8工作面防治水安全措施
一、礦井基本情況
(一)開采情況及采空區分布
井田賦存1#、2#和3#三層煤，目前，礦井開采涉及到+1260m～+1200m標高。3#煤層+1260m水平以上已經全部采空，其余均未開采。
井田西翼有一原有老井，于2008年4月27號封閉，開采標高為+1621.45m～+1419.86m,根據礦方提供的資料，老井巷道布置及采空區情況該礦已經完全清楚，目前采空區及巷道沒有積水情況，見采空區分布圖(第二章第三節圖2-3-1)。
(二)礦井水文地質分析
1、地表水
井田東界外的東溝河為季節性流動的河流，其補給主要源于北部的雪山融雪水。河流在由北往南的運移過程中，部分河水可通過地表風化、構造裂隙側向補給井田地下水，使得井田地下水與地表水之間產生了一定的水力聯系，但東溝河水對井田地下水補給非常微弱。另外，井田北部為大面積的農田，灌溉澆水時，從東溝河引來的河水可通過河渠流入田地，亦使得井田地下水與地表的農田灌溉水產生水力聯系，兩者之間后一種的水力聯系在夏、秋兩季表現比較突出。根據礦方提供的資料，目前該礦已經在井田北部修建了隔水渠，切斷了大部分灌溉水與井田地下水的聯系，農田灌溉水對礦井涌水量的影響有限。
2、含水層和隔水層
(1)第四系透水不含水層
由全新統的沖洪積物組成，覆蓋整個井田。沖洪積物主要由砂、亞砂土、碎塊組成，平均厚度為5.80m。雖透水性較好，但分布位置較高，不具儲水條件，為透水不含水層。
(2)中侏羅統西山窯組孔隙、裂隙弱含水層
井田內僅在兩個塌陷坑處出露此地層，巖性主要由細砂巖、(泥質)粉砂巖、泥巖及煤組成，地層產狀南傾，巖層傾角67°～75°。此含水層主要接受井田東西部農田灌溉水的補給，次為大氣降水、融雪(冰)水的滲透補給。
3、充水因素分析
(1)過分布在井田東西部的兩條灌溉渠道澆灌農田，這使得農田灌溉水經農田滲透補給到煤系地層中而使礦床充水。經分析，農田灌溉水是目前井田礦床充水的主要因素之一。
(2)大氣降水、雪融水亦可通過第四系松散物或地表風化、構造裂隙進入到第Ⅱ含水層，通過煤層頂底板進水對礦床充水。但補給有限。
(三)探放水情況
礦井一直對+1260m水平以上的采空區積水進行“積極疏放、長期觀測”，開采區段的上部采空區情況基本清楚，積水基本排除。現礦井主要是進一步實施“長期疏排”。
二、1250m～+1240m區段開采防水安全措施
(一)日常防治水措施
1、井田范圍采空區上部的塌陷坑及裂隙帶周圍必須設防洪溝，上部的塌陷坑必須及時回填，防止雨水及洪水匯集大量進入井下采空區。
2、探水巷道必須在探水鉆孔有效控制范圍內掘進。每次探水后，掘進前，應在起點處設置標志。
3、探水巷道支護必須牢固，頂、幫背實，有較強的抗水流的沖擊能力。
4、嚴格執行“四不掘進”制度：a、當工作面或炮眼有突水征兆時;b、探水孔超前距離不符合規定時;c、掘進頭支架不牢或空頂時;d、排水系統不正常時。
5、探到積水后，應復核原有積水資料，確定放水量及防水孔個數，進一步調整排水能力，使排水系統符合《煤礦安全規程》的要求，并清理好水倉和水溝。
6、派專人監視放水情況，記錄放水量和水壓，分析采空區可能的積水量，發現水壓升高、水量下降等異常及時處理。
7、加強放水地點的通風，增加有害氣體的檢測次數，安設瓦斯警報器。
8、建立井上、下水文動態觀測網，避災路線、報警系統等。
9、礦井必須以“預測預報、有疑必探、先探先掘、先治后采”為原則，并根據礦井水害實際情況制定相應的“防、堵、疏、排、截”綜合防治措施。
(二)+1250m～1240m探放水的具體措施
1、探放水的目的
主要是預防+1250m～1240m區段以上采空區大量積水，防治大量采空區積水進入直接涌入工作面，影響安全生產。
2、探水巷道的布置
礦方在+1200m標高向西掘進3#煤層+1200水平運輸巷，掘進至井田西側保護煤柱處，由于井田西側邊界外有條灌溉渠并且有簡易公路通過，為了保護井田西側的簡易公路且加強煤柱防水作用，設計在按70°移動角留設了河渠及公路保護煤柱，距邊界側公路20m。本設計利用礦方掘進的+1200水平3#煤層運輸巷作為探水巷道，在靠近保護煤柱一端向采空區打2個探水鉆孔，鉆孔直徑D43，上端聯至到+1260m標高上采空區，下端到+1200m水平探水巷。鉆孔設有套管，其中上端用鐵絲網和卵石覆蓋，管口標高+1259.5m，利于積水泄放。(詳見圖4-4-1疏干放水鉆孔布置圖)
2、+1250m～1240m探放水方法
從礦井現有探水情況及探水效果看，開采區段的上部采空區情況基本清楚，積水基本排除。因此，+1240m區段開采發生高強度突水的可能性很小。防水安全措施主要在對采空區積水進行“積極疏放、長期觀測”。具體方法如下：
a、對掘進與回采工作頂板、底板、側幫和前方端頭的地質構造、含水層及廢棄巷道積水的具體位置、產狀和突水的可能性等做事先探查工作，當采掘工作面接近含水層、導水斷層，有積水的廢舊井巷或采空區以及其它可能突水的危險區時，都必須打超前探水鉆孔，長探短掘的措施，探水鉆用MYZ—100型液壓探水鉆機。
一般在距可疑突水源60m以外，在推進中的工作面打探水鉆。鉆孔深度應經常使工作面前保持5～20m厚的巖壁，鉆孔數目一般不少于3個(斷層水和強含水層可用1個)，成扇形布置。鉆孔直徑應小于75mm，以便遇水時能及時加以控制。
b、沿工作面推進方向每隔20米探測上部采空區內的淤泥和水積存情況。探測清楚，方可實施回采。
c、回風順槽設置探放水鉆孔，對上部老空區實施探放水和水文觀測。探放水必須含蓋全部采空區。
d、加強對既往采空區積水的疏導，防止放水管堵塞。
e、采掘工作接近勘探鉆孔時，應注意檢查封孔質量，嚴防鉆孔導水。
f、生產中應嚴格執行《防治水規定》。
g、工作面作業規程中詳細制定采空區發生突然大量涌水/淤泥的處理預案。
h、+1200m水平泄水巷利用局部通風機供風，必須有兩臺局部通風機，一用一備，保證有效供風。設置瓦斯、一氧化碳等有害氣體傳感器，增加檢測次。
三、其他區段防水安全措施
礦井自上至下開采各個區段，是在原有的新采空區的基礎下開采，工作面必須執行“有疑必探，先探后掘”的原則。特別是掘進區段巷道時，應每隔20m向上部采空區打鉆孔探水。
開采下區段時，應在工作面的所在標高找到+1200m～1260m的泄水鉆孔和泄水管，切斷鋼管，并按上述的做法處理泄水管端。
補充措施
采煤工作面綜合防塵措施
防塵水源：地面靜壓水池管路。
地面靜壓水池管路----主立井----+1200水平井底車場----+1200水平石門巷道----+1230區段軌道上山----+1230區段順槽巷道----掘進工作面;用1寸鐵管送到工作面。在工作面迎頭安裝一個三通。并安裝噴霧裝置。進行噴霧灑水。
采用水泡泥、裝煤灑水、沖刷巷壁等綜合防塵措施。
