山西某煤矿区段采煤作业规程
二0一一年四月
规程编制依据
4、苇子村煤矿《地质勘探报告.》
1采面概况
1.1采区概况及煤层地质特征
本采煤工作面位于苇子村煤矿一采区西翼3号煤层，+1230水平运输水平和+1240水平回风水平之间，该采煤工作面原设计走向长度320m，但由于井田西翼地表为公路及水渠，目前采面回风巷走向长度120m，运输巷走向长度120m。采面开切眼高度10m，本工作面+1260上部是老窖、老空、地面塌陷，主要威胁是老窑积水，但对本采面安全不构成威胁。
采面走向长度 120m
煤层厚度 8m (平均真厚)
煤层倾角 70°
采面采高 10m
1.2煤层顶板，底板情况
井田内煤层位于侏罗系中统西山窑组(J2x)上部，共含煤三层，均为可采煤层。自下而上，由北至南编号为1#、2#、3#煤层。煤层相对位置见采区巷道剖面图。井田内可采煤层叙述如下：
1#煤层：平均厚度4.2m。煤层稳定，结构简单，无夹矸，煤层顶板为泥岩，底板为粉砂岩。与上层2#煤层间距22.9m～30.0m，平均层间距27.0m。
2#煤层：平均厚度3.0m。煤层稳定，结构简单，无夹矸，煤层顶板为粉砂岩，底板为泥岩。与上层3#煤层间距37.40m～38.70m，平均层间距38.0m。
3#煤层：平均厚度8.0m。煤层稳定，结构简单，无夹矸，煤层顶板为炭质泥岩，底板为泥岩。
1.3煤层地质构造条件
井田位于东沟下寺背斜南翼，基本为一南倾的单斜构造;地层倾角67°～75°，未发现断层。井田构造属简单型。
1.4水文地质及采空区积水情况
井田地处东沟河和农田灌溉区中间的阶地上，水系不发育，仅有二条人工开挖的农田灌溉小渠从井田的东部和西部经过，夏季农田灌溉期间有水，其他时间为干渠。
东沟河距井田东部边界2km，由北向南流过，标高约+1400m，为当地最低侵蚀基准面，东沟河水为天山融雪水，水量随季节变明显，夏、秋两季流量较大，冬、春季流量较小。该河年迳流量1.09～1.728亿m3。
根据地质报告提供资料，矿井+1200m水平最小涌水量为8.65m3/h，最大涌水量为58.4m3/h。
目前矿井的开采1200m～+1250m标高 3#煤层，3#煤层在+1260m标高以上已采空，其余区域均未开采。1#和2#煤层目前没有开采，无采空区。根据矿方提供的资料，目前3#煤层上部采空区顶板已经完全垮落，上部采空区无煤层自燃发火现象，无火区。严格执行“有疑必探，先探后掘”，
1.5煤质
井田内煤层以长焰煤为主，具有特低灰～低灰、高挥发份、特低硫、中高发热量等特点，是优质动力用煤和民用煤。
1.6瓦斯、煤尘爆炸性，自燃发火情况
1、瓦斯
根据新煤行管〔2010〕428号文件的关于乌鲁木齐市达坂城东沟乡苇子村煤矿《矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》的批复，矿井2010年11月+1200m水平3#煤层瓦斯(二氧化碳)等级鉴定结果为：矿井相对瓦斯涌出量为4.86m3/t，二氧化碳相对涌出量为5.32m3/t，瓦斯绝对涌出量0.79m3/min，二氧化碳绝对涌出量0.86m3/min，确定本矿矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。
2、煤尘
各煤层均具煤尘爆炸危险性。
3、煤的自燃
井田内煤层属易自燃的煤。
4、地温
本区地温无异常。
5、火烧区
本矿范围内无火烧区存在。
2采煤方法及提升、运输及通风等系统
水平分段放顶煤，轻型液压支架支护。该方案装备“轻型液压支架”，分段高10m，开帮高度2.5m，放煤高度7.5m，工作面煤炭采用刮板输送机运输。工作面采用全负压通风+局部通风机辅助通风。
一、提升、运输系统
1、混合提升立井
混合提升立井采用一对1t单层单车标准罐笼提升系统，担负全矿井提煤、提矸，升降人员、材料和设备等任务，提升设备为2JK-2.5×1.5/20型双滚筒绞车，配套电动机，额定功率132kW。
2、井下运输
井下石门采用SGD-620/40T刮板运输机串联运煤，在井底设装车点，轨道系统采用600mm轨距矿车，材料、设备运输配备材料车和平板车。
二、矿井通风系统及安全出口
本矿井通风方式为中央并列式，混合提升立井进风，回风斜井回风。
混合提升立井井筒内设梯子间，回风斜井及安全出口井筒设台阶和扶手，作为矿井的三个安全出口。
回风斜井装备2台FBCZ-4-№12A型轴流式通风机，其中1台工作，1台备用。电机功率为2×37KW，额定风压为140～863Pa，额定风量为810～1870m3/min。
三、排水系统
矿井在+1200m水平井底车场设中央排水泵房及主、副水仓，主排水配备3台D46-30×9型离心泵，一台使用，一台备用，一台维修，主排水管路为Φ108×4的钢管，沿混合提升立井井筒敷设。
四、井下供电
在+1200m水平井底车场设井下中央变电所，双回电源引自地面变电所，下井电压等级10kV。井下各用电点不同电压等级的负荷引自井下中央变电所，井下电压等级660V、127V。
五、安全监控系统、人员定位系统和防灭火
矿井装备了KJ90型瓦斯监控系统一套、KJ251型人员定位系统和KHY-3型矿井火灾束管监测系统一套，设备状态良好。
矿井目前采用以采空区注氮为主，以喷洒阻化剂压、堵漏为辅的综合防灭火措施，在地面设有制氮站，已安装1台KDG100型地面固定式制氮机。
六、压风自救系统及通信联络系统
压风系统管路沿混合提升立井铺设到工作面，并保持供风完好。工作面按照工人数量设置了方便实用压风呼吸器，以便于灾害时期启用。
矿井外部通信和行政电话：矿井对外通信采用市话网。
矿井内部调度通信：在矿调度室设DDK-6S型64门生产调度程控电话总机，作为井上下生产调度通信用。井下通信采用装在地面调度总机上的三块安全栅插板将地面调度总机与井下电话连接起来，构成井下安全火花型防爆通讯系统。下井通讯电缆经安全栅插板引出后，通过架空(地面部分)和沿井壁(井下部分)敷设至井下分线盒。，分设在混合提升立井井筒二侧，并设有联络电缆。当一条电缆出现故障时，可迅速转接，以保证井下主要电话用户通信不中断。井下采煤工作面、掘进工作面、采区变电所、车场等处设矿用本安型电话。
七、现状评价
矿井现有系统基本可以满足矿井安全生产的需要，同时可以满足采煤方法改造的需要。生产中应加强对现有系统的日常维护。
2.1工作面巷道布置
回采煤体位于3#煤层+1240m～+1250m之间，工作面回风巷为布置在3#煤层+1250m标高，利用现有+1240m标高巷道作运输巷进风。上下巷道之间每隔6m采用穿孔机掘联络眼一个，其中每间隔30m将通风眼扩大成为通风行人眼，作为工作面安全出口之一。工作面采煤通过运输巷的刮板输送机运出。“运输巷-通风眼-回风巷”构成工作面全负压“U”型通风系统。为了保证工作面有效通风，在运输巷设置局部通风风机辅助通风系统。
工作面巷道布置图一(附后)。
2.2工作面通风
2.2.1概况
该工作面相对瓦斯涌出量为4.86m3/吨，自燃发火期为3—6个月，预计生产起止日期为2011年9月—2011年12月。
2.2.2通风系统
2.2.2.1通风系统概述
Ⅰ、该工作面采用全负压通风系统。
Ⅱ、通风眼掘进采用局扇压入式通风。
Ⅲ、风流流经路线。
主立井→+1200中央石门→行人上山眼→+1230运输顺槽→工作面→+12400回风巷→回风石门→风井。(见避灾路线图)
2.2.2.2风量计算
一、矿井总风量
根据2011年《煤矿安全规程》要求，矿井总风量按下列要求分别计算，并采取其中最大值。
(一)按井下同时工作的最多人数计算
Q矿井=4×N×K =4×60×1.25=300m3/min/60=5.0m3/s
式中：Q矿井～矿井总供风量，m³/min;
4～每个人每分钟所需要得最少风量，m3/min;
N～矿井井下同时工作的最多人数，取60人;
K矿通～矿井通风系数，取1.25 。
(二)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算
Q矿井=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他)×K矿通
1、采煤工作面风量计算
(1)按瓦斯涌出量计算
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对涌出量为4.86m3/t：
A～工作面日产量，412t。
(2)按工作面温度计算
Q采=V采×S采 ×Kc m3/s
式中：V采～采煤工作面风速，取1m/s;
S采～采煤工作面的平均断面积，取6.5m2;
Kc ～工作面长度系数，0.8;
Q采=1×6.5×0.8=5.2 m3/s。
表4-2-1 风速与空气温度的关系
(3)按工作面人数计算
Q采=4×Ni=4×14=56m³/min =0.93 m3/s
式中：Q采～采煤工作面实际需要的风量，m³/min;
Ni ～采煤工作面可能同时工作的最多人数，14人。
(4)按一次爆破炸药消耗量计算
顶板预裂和顶煤预烈需要使用爆破，故本设计按一次爆破炸药量来计算风量。
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药用量，7kg
b～每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有害气体国家标准，取0.1 m3/kg
t～通风时间，取20 min
C～爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，取0.02%
(5)按风速进行验算
按最低风速验算：
Q采≥15×S采≥15×7=105m3/min≥1.75m3/s
按最高风速验算：
Q采≤240×S采≤240×7=1680m3/min≤26m3/s
经过以上计算，采煤工作面风量取5.2m3/s。
辅助通风机选用FBD№6.0/2×15型对旋轴流式局部通风机，该风机主要参数：风量300～400m3/min，负压1000～4500Pa，配套电机功率为2×15kw。煤矿可根据实际情况，利用已有或选购与上述型号局部通风机性能相同的产品，以保证工作面有效通风为原则。
2、掘进工作面实际风量估算
(1)按瓦斯涌出量计算
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～掘进工作面的瓦斯相对涌出量，4.86m3/t;
K掘 ～风量备用系数，取1.8;
T～掘进工作面实际日生产量，50t。
(2)按炸药量计算
Q采=Ac×b/(t×c)=6.5×0.1 /(20×0.02%)
=162.5m3/min=2.7m3/s
式中;Ai～掘进工作面一次爆破的最多炸药用量6.5kg;
b～每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有害气体国家标准，取0.1 m3/kg;
t～通风时间，取20 min;
C～爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，取0.02%。
(3)按工作面人数计算
Q掘=4×20=4×14=56 m3/s=1.0 m3/s
式中：Q掘～掘进工作面实际需要的风量，m3/min;
Ni ～采煤工作面同时工作的最多人数，14人。
(4)按局部通风机的实际风量计算
Q掘=Qr×I +15×S掘=200×1+15×5=275 m3/min=4.6m3/s
式中：Qr～掘进工作面配备局部通风机的台数，1台，实际供风量为150～250 m3/min，取200 m3/min;
I～掘进工作面配备局部通风机的台数，1台;
S掘～掘进头断面积。
(5)按风速进行验算
按最低风速验算:
Q掘≥15×S掘≥15×5≥75 m3/min=1.25 m3/s
按最高风速验算:
Q掘≤240×S掘≤240×5=1200m3/min=20 m3/s
经过以上计算,掘进工作面风量取3.75m3/s
根据掘进需风量，设计选用YBT-11型对旋轴流式局部通风机，该风机主要参数：风量150～250 m3/min，配套电机功率为11kw。煤矿可根据实际情况，利用已有或选购与上述型号局部通风机性能相同的产品。
3、硐室需风量
绞车房需风量2.0 m3/s。
4、其它需风量
其它需风量1.0 m3/s。
5、总风量及其分配
全矿井设一个回采工作面, 2个掘进工作面。则矿井总进风量为
Q矿井 =(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他)K矿通
K矿通系数取1.25
Q矿井=(5.2+4.6×2+2+1)×1.25=21.75m3/s
取Q矿井=22m3/s
风量分配：
回采工作面 6.0m3/s
掘进工作面 2×5m3/s
硐室 2.0 m3/s
其他用风及漏风 4m3/s
合 计 22m3/s
二、矿井负压及等级
根据本矿井巷道布置、开采计划安排及风量分配，经计算，矿井通风容易时期通风负压为160.9Pa，通风困难时期通风负压为256.2Pa。(详见矿井通风阻力表4-2-1、表4-2-2)
1、矿井等积孔
A=1.19Q/
式中：A～等积孔，m2;
Q～矿井总风量，m3/s;
H～矿井通风负压，Pa。
经计算，矿井通风等积孔容易时期为2.06m2，困难时期为1.64m2。
2、通风难易程度评价
矿井通风难易程度：容易时期为容易，困难时期为中等容易。
三、通风设备及反风
矿井安装FBCZ-4-№12A型防爆抽出式轴流风机2台，电机功率为2×37KW，额定风压为140～863Pa，额定风量为910～1870m3/min。一台工作，一台备用。
采用风机叶轮反转的反风系统反风。反风量达至正常供风量的60%。
经校验，风机及电动机均符合煤矿设计规范要求。
四、工作面局部通风机辅助通风系统
工作面配置辅助局部通风机向工作面供风。
辅助局部通风机根据具体情况置于新鲜风流中，距离工作面的距离不小于80m，该局部通风机必须采用双线路供电，通风机一用一备。
辅助通风机选用FBD№6.0/2×15型对旋轴流式局部通风机，该风机主要参数：风量300～400m3/min，负压1000～4500Pa，配套电机功率为2×11kw。煤矿可根据实际情况，利用已有或选购与上述型号局部通风机性能相同的产品，以保证工作面有效通风为原则。
五、保证工作面有效用风量的措施
1、矿井通风系统应能保证本工作面有足够的配风量。
2、确保辅助局部通风机完好。
3、保证通风眼完好，长期检查通风眼，遇到塌孔时，必须及时进行处理，保证工作面有效通风。
2.3工作面设备的确定
2.3.1支架的选择
2.3.1.1、支架选型
1、工作面支护参数
水平分段高度10m，开帮高度2.5m，放煤高度7.5m。
初选轻放液压支架型号ZF3200-17.5/27F,主要技术参数如下：
.支架高度 1750～2700mm
.支架间距 1.4m
.支架长度 4.0m
.支撑阻力 3200KN。
.支架行程 800mm。
.泵站压力 19.6Mpa。
2、工作面支架强度验算
根据放顶煤工作面实测结果统计，以煤层厚度与岩石容重的乘积表示工作面顶板压力，即：
P力=knMγ
式中：P力～工作面顶板压力，kN/m2;
k～安全系数，取k=1.3
n～折算系数，据统计此折算系数在来压期间n=9.548M-0.79;
M～开采区段高度，10m;
γ～顶煤/岩容重，取21kN/m3。
按放顶煤工作面实测统计法，以顶板来压时支架的载荷作为设计支架工作阻力的基础，将参数代入上式后，工作面顶板压力强度按下式计算：
P力=261M0.21
式中：M～开采区段高度，取10m。
P力=261×100.21=422(kN/m2)
支架最大总控顶面积：S=1.4×4.0=5.6m2
反求支架工作阻力如下：
条件式：
P支≥S×P力×K
式中：S～工作面最大总控顶面积，5.6m2;
P支～支架工作阻力，3200KN;
P力～工作面顶板压力，422kN/m2;
[P支=3200]≥S×P力=4.48×422=2363KN
可见预选的ZF3200-17.5/27F型轻放液压支架的工作阻力满足要求。
2.4回采工艺
2.4.1回采工艺
一、整体思路
1、水平分段放顶煤是放顶煤开采的一个特例，适合于急倾斜煤层开采。其工作原理是：沿着计划开采煤体下部布置工作面，工作面采用液压支架进行支护，移动支架即解除顶板支撑，巷道上方煤体将由于矿山压力作用放落到自由面(工作面支架后部)。工作面不断往前推进，上部煤体不断放出，“移架-放煤”过程反复呈现。
2、为了形成工作面通风系统，在计划开采煤体的上方或下方设置通风巷道，其与放煤所在的巷道间采用大口径钻孔或巷道联系，形成“U”型通风。
3、必要时顶煤和顶板实施预裂爆破，以增加顶煤的可放性和防止顶板大面积垮落造成危险。
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区3#煤层西翼+1240m～+1250m区段，煤层厚度8.0m，平均倾角73°。水平分段高度10m，工作面开帮巷道高度2.5m，放顶煤高度为7.5m，采放比为1:3。
三、回采工艺
(一) 回采工艺
以首采工作面(针对工作面巷道布置方案一，采煤方法见(附图二)进行叙述。
1、回采前期工作
(1)形成工作面上下巷道;回风巷标高+1250m，断面几何形状为矩形，最小尺寸:高2.0m、宽2.0m，位于煤层中;运输巷标高+1240m，断面几何形状为矩形，最小尺寸：高2.5m、宽3.0m，位于煤层中;工作面巷道采用顶部挂网锚杆支护，或者采用矿用工字钢棚支护。
(2)沿工作面走向，每6m施工一条联系工作面上下巷道间的通风孔，直径0.8m，由于使用时间较短，暂不考虑支护，但上下口要做适当处理，用锚网固定，防止塌孔。每隔30m所设的安全出口采用锚网支护。同时每隔30m所设的安全出口及采面支架前三个通风孔作为通风行人巷，内设软梯或铁直梯，作为工作面安全出口。通风孔可根据需要逐渐打出，但通风行人孔必须一次全部打出，暂时不做通风用的需进行临时密闭，防止风流短路。
(3)根据实际情况，对煤层和顶板进行必要的预裂爆破，预裂爆破必须编制专门设计，并严格执行煤矿安全规程规定，建议在远离工作面20m外进行。
2、回采工艺过程
本采煤方法主要以放顶煤为主，但由于煤层厚度8m，因此工作面在煤层顶板一侧遗留部分三角煤，如工作面在煤层顶板侧开帮，则可采出部分煤。但是由于开帮增加了支架数量，支架前方支护强度增加，不利于支护;煤层厚度具有一定变化，煤层变薄时，则需要撤出支架影响生产。根据煤层赋存条件和上述因素，故本次设计回采工艺不增加开帮工序。
开采工艺过程：班前准备→移支架→放顶煤→清理工作面→移刮板→
循环往复。预裂爆破安排在检修班进行。
(1)班前准备
主要是查看工作面顶底板情况和设备情况，确认通风顺畅。
(2)移架
设计配置2架轻放液压支架。移架时，各支架依次前移。所选支架移架步距0.8m。
(3)放顶煤
移架后，顶煤垮落，实施放顶煤。放煤步距与移架步距相同，为0.8m。
(4)清理工作面
大量顶煤放完以后，观察放煤量，顶煤放落水平，对大块煤，采用风镐进行破碎，必要时镐钎可更换为异形镐头或长镐钎。然后观察采空区情况，做好记录，清理工作面。
(5)移刮板
移动刮板机使得就位到下一循环的合理位置上。
(二) 顶煤超前预爆破
从目前资料和煤矿以往生产实际来看，煤体为中硬煤(f=1.5)，块径多为0.3～0.6m，煤体原生节理和次生节理都较发育，无夹矸，经过综合分析顶煤的冒放性良好，无需顶煤弱化，勿须进行超前预裂爆破。但为满足特殊情况下使用预裂爆破的需要，本设计对超前预裂爆破进行了初步研究。
预裂爆破必须编制专门设计，并严格执行煤矿安全规程规定，建议在远离工作面20m外进行。同时预裂爆破还要保证通风眼的使用功能不被破坏。
在煤层内布置孔径43mm的顶煤松动爆破孔，见插图3-3-1炮眼布置图。 钻爆参数见表3-3-1。
五、采煤工作面及采区回采率
工作面综合回采率76%，采区回采率75%。
六、工作面产量
典型工作面煤层平均厚度为8m，倾角73°。水平分段高度10m。
一个循环的产量：
Q循环=H×G×r×M×C
式中：Q循环～循环产量，t;
M～煤层水平切面宽度，8.37m;
H～分段放煤高，7.5m;
G～循环进尺，0.8m;
r～煤的容重，1.35t/m3;
C～工作面综合回采率，取76%。
Q循环=7.5×0.8×1.35×8.37×0.76=51.5t
一日两班生产，一班准备，生产班每班4循环，年工作日为330d，正规循环率为75%，则
回采面日产量=51.5×8=412t/日。
回采面年产量=412×330×0.75/10000=10.2万t/年。
掘进出煤率按照5%，则全矿井产量为10.7万吨/年。
经计算，回采工作面年推进度约为1584m/a，需要由2个掘进头来保证。
七、隔离煤柱
前面已述，工作面布置型式之方案一有利于工作面通风、防瓦斯、防灭火及人员安全管理，因此，后续区段的工作面布置形式仍推荐采用方案一。隔离煤柱按5m留设，即下一区段留设5m煤柱掘进回风巷，回风巷下10m掘进运输巷。开采区段+1250m水平以上尚有10m隔离煤柱，煤柱如果不能及时垮冒下来，采用深孔爆破的方式使煤柱及时垮落，其他区段煤柱处理也按上述方法。
2.4.4放顶煤工艺
本工作面开帮高度2m，放顶煤高度6m
根据 △S=Ks×H-H=H(Ks-1) (2-8)
=6×(1.2-1)=6×0.2
=1.2m<2m
式中△S—顶煤松散时所需空间高度
H—放顶高度 6m
Ks—顶煤松散系数 1.2
因开帮煤高度大于顶煤破碎膨胀的增加高度，如果顶板冒落好，顶煤煤体经支架多次支撑—卸压作用下被压碎，故不再需要松动爆破顶煤，若局部地段不能自行下落，可采用煤电钻打眼松动爆破顶煤，炮眼间距、深度和装药量根据现场实际确定。
放顶煤步距，初步确定二采一放即1.6m
放顶煤顺序，由下至上，逐架等量放煤，经两到三轮后，可将放煤口往上剪，再放中、上部的煤。
2.5顶板管理方法
1、工作面支护采用轻放液压支架，支架间距1.4m。
2、工作面运输巷、回风巷距回采工作面20m范围内，采用单体液压支柱配π型钢梁进行超前加强支护。
3、根据顶煤的实际冒放性，必要时对顶煤进行预裂爆破。
4、为了防止老顶出现大面积悬顶，也需要对顶板/底板实施预裂爆破。
5、实施预裂爆破前必须按照有关规程、规范的要求编制专门设计。
6、采用预裂爆破预裂顶煤时，严禁在工作面内采用炸药爆破方法处理顶煤、顶板。严禁在回风顺槽上方设有巷道。
7、开采区段+1250m水平以上尚有10m隔离煤柱，煤柱如果不能及时垮冒下来，必须强制放顶。
二、关于顶板预裂和顶板预裂爆破、强制放顶措施
1、顶煤、顶板冒放性分析
根据地质报告和现场实际的揭露情况，3#煤层原生节理和次生节理都较发育，煤质中硬，性脆，裂隙发育，不需要顶煤弱化，综合评价冒放性较好，以往仓储式开采实际生产中也反映煤的冒放性良好。
将来实际生产中如果出现顶煤冒放性欠缺情况，为了顺利实施放顶煤开采，工作面应采用超前预裂爆破方法，增大煤层裂隙，增加煤体内弱面，降低抗压强度，从而使顶煤能顺利放出。
3#煤层的顶底板岩石，主要为粉砂岩、泥岩、炭质泥岩及少量细砂岩。3#煤层的顶底板属稳固性差的类型。
组成3#煤层的顶底板岩石均为层状结构，胶结物为泥质，其层间聚合力极差。按岩石形成的自然条件，侏罗系煤系地层的砂岩类岩石多为软质～中硬质岩石，其中粉砂岩及其它泥质类岩石为软质岩。3号煤层顶底板在饱和状态下的单向抗压强度为8.6～15.7MPa，属软质岩石(<30Mpa)，顶底板的软化系数在0.26～0.41之间，低于0.75，属易软化的岩石。其抗拉强度在0.1～0.2MPa之间，抗剪断强度中的凝聚力值在11.4～14.0之间，内摩擦角8.2°～9.0°之间。其抗拉强度的测试值与我国同类岩石的经验值(1.4～5.2MPa)不符;3号煤层顶底板岩石的内摩擦角亦与经验值(75°～80°)不符。按照《岩石地下建筑技术措施》中的围岩分类表，井田3号煤层的顶、底板均属稳固性差的类别。
2、水平分段放顶煤顶板垮落的规律分析
(1)本采煤方法的工作面广义的“围岩”包括：顶煤、顶板和底板、底煤，还有上区段“顶煤以上老空已经垮落的岩石和遗留煤混合物”(简称“老空岩石”)，采煤工作面围岩在不同开采阶段状态见图3-6-1～3。
(2)采动后，顶煤和“老空岩石”及时垮落或移动。理论上回采煤体上方一定范围内处于始终被“老空岩石”充填的状态。顶板主要以弯曲变形为主、部分垮落，小于70度情况下底板一般不会垮落。
(3)工作面推进一定距离后，顶煤大部分得到回收， 上部“老空岩石”充填到到本区段采空区，这在客观上也阻止了本区段采空区顶板的垮落进程。
(4)水平分段放顶煤工作面的周期来压与倾斜分层是完全不同的，支架的矿山压力显现基本是恒定的，其矿压作用主要来自顶煤及其“老空岩石”，而不受煤层顶板岩石压力的直接影响。
两种采煤方法顶板岩石移动的规律也是完全不同的，主要区别是：水平分段放顶煤工作面的本区段采空区受到上部“老空岩石”的及时充填，而不是主要来自本区段范围顶板岩石。
2、实行顶板预裂爆破的必要性和方法
(1)“老空岩石”以上区域岩石垮落的规律类似于倾斜分层开采时后部采空区的顶板岩石移动情况，会呈现出“类似的初次来压和周期来压”情形。但由于顶板岩石垮落后会出现“向下移动、堆积到开采煤体上方”的趋势，工作面近顶板始终被“老空岩石”充填。另外倾角大矿压显现不明显，顶底板不易冒落“老空岩石”上部采空区顶板不能及时垮落，出现大面积空顶的可能性非常大。
(2)预裂的目的。顶板预裂主要针对老顶，其根本目的是为了避免大面积空顶，防止一旦垮落形成“暴风”。顶板预裂是各类急倾斜煤层开采所必须要进行的。
基本原理是：弱化顶板，破坏顶板的稳定性，使得开采煤体上部的“老空岩石”垮落充填到本区段采空区后，其上部的煤层顶板失去支撑达到弯曲断裂极限，能及时垮落。
(3)顶板预裂爆破的做法
炮孔布置见图。爆破参数见下表。
预裂爆破必须编制专门设计，并严格执行煤矿安全规程规定，建议在远离工作面20m外进行。顶板预裂原则上要在顶煤预裂施工后或者同时进行。
在实际生产中优化回采工艺参数、顶煤、顶板预裂爆破参数，降低含矸率，提高回采率。
3、关于初次放顶和强制放顶
对于本采煤方法而言，3#煤层顶板属稳固性差型顶板，但是为防止出现大面积空顶，必须对顶板强制放顶。放顶主要是针对“老空岩石”上部的老顶。初次来压不十分明显，初次放顶问题也不十分突出。
上述采用的顶板预裂爆破，基本可以在煤层顶板形成纵/横两个方向的“切割线”，使老空区顶板及时垮落可以有效防止大面积空顶。
强制放顶主要发生在采空区(含上区段采空区)实际发生了大面积的空顶的时候。防止大面积空顶关键是做好顶板预裂，通过观察及时发现不良情况。
强制放顶也是通过爆破来实现，具体是根据具体情况从现有巷道(必要时施工措施巷)打密集深孔，装药爆破。
2.6矿压观测
该工作面建立矿压观测系统，通过观测工作面支护质量，进行矿压预报，以有效防止周期来压造成的危害。
Ⅰ、矿压观测三量内容及方法;
工作面支架，液压单体柱三量观测(初撑力，工作阻力，活立柱);移架前后观测。
Ⅱ、巷道顶板位移观测，在两巷内设测点，安装测杆，每班观测测杆读数计算出巷道顶板位移量。
Ⅲ、顶板，顶煤冒落破碎度统计，通过观测顶煤顶板的冒落块度大小，煤壁片帮深度，炮道局部顶煤冒落宽度及高度，进行统计，分析比较后加强采煤面支架前方的顶板管理和顶煤冒落块度的掌控。
2.7循环方式及劳动组织
本采煤方法与传统的采煤方法在工作面作业形式上有较大的区别，即“只放顶、不开帮”，或者可以理解为“事先全面开帮”、集中放顶煤。工作面主导工序为“移架-放顶煤”，移架和放顶煤步距为0.8m，移一次架+放一次顶煤，完成1个循环。生产班每班4个循环，每日两班生产，一班准备。正常日进度6.4m。工作面劳动组织详见表。
工作面劳动组织表
2.8生产系统
2.8.1通风系统
地面→主立井→1200水平运输巷→+1230运输顺槽→工作面→1240回风巷→回风石门→回风斜井→地面。
2.8.2运煤系统
工作面→+1230运输顺槽→溜煤眼→运输石门→主立井→地面
2.8.3运料系统
地面→主立井→+1200石门巷→用料地点
2.8.4排水系统
工作面→+1230运输顺槽→主立井→中央水仓→用水泵排至地面
2.8.5供电系统
本矿井井下高压采用10kV电压，低压动力配电采用660V电压，照明采用127V电压。
井下采用MYJV22-8.7/10kV,3×35mm2下井电缆两回，正常时两回电缆同时送电，当一回故障时，另一回能保证井下全部负荷。低压动力电缆除煤电钻采用MZ-0.3/0.5型煤电钻专用橡套电缆外其他均选用MY-0.38/0.66型矿用橡套电缆。
2.8.6采面
主要经济技术指标见表。
2.9避灾路线
2.9.1水灾
1、火、瓦斯避灾路线：采煤工作面→运输顺槽→材料斜巷→+1200m水平运输大巷→井底车场→混合提升立井→地表。
掘进工作面→区段顺槽→材料斜巷→+1200m水平运输大巷→井底车场→混合提升立井→地表。
2、水害避灾路线：采煤工作面→回风顺槽→+1250m回风石门→回风斜巷→+1200m回风大巷→总回风上山→回风斜井→地表。
掘进工作面→回风顺槽→+1250m回风石门→回风斜巷→+1200m回风大巷→总回风上山→回风斜井→地表。
2.9.2工作面安全监测系统
一、工作面安全监测监控组成
工作面安全监测监控纳入矿井安全监测监控系统管理。
工作面安全监测监控设备包括：KDF-2型本质安全型分站、1000VA型不间断电源及配套本质安全型断路器、信号电缆及其他传感器组成。
KDF-2型本质安全型分站最多可实现16路(模拟量)开关量信号输入输出。可对甲烷、风速等传感器信息做超限判断，根据判断结果作出相应控制，同时将信息传给主机。并具有甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能。
1000VA型不间断电源内装备用电池，适应波动范围大的外接电源电压，电池容量大，可满足停电后分站满负荷工作2小时。
配套的本质安全型断路器与分站配套使用，完成工作面甲烷风电闭锁功能，并具有断电反馈功能。
二、信号传输电缆
矿井采用混合提升立井开拓，安全监测监控下井信号电缆沿混合提升立井敷设，采用PUYV39—1×4×1.38的矿用信号电缆传输;井下分站间电缆为PUYVR-1x4x1型通信电缆; 井下分站至传感器间电缆为PUYVR-1x4x7/0.28型通信电缆。
三、传感器的配备
按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》的相关规定，工作面传感器布置如下：
1、在采煤工作面上隅角处，设置低浓度甲烷传感器一个。报警值为≥1.0%，断电值为≥1.5%、断电范围为工作面及回风巷中全部非本安型电气设备，复电值为<1.0%。其余传感器按煤矿安全规程规定设置。
2、在采煤工作面回风流中，采面回风巷距回采面10m～15m处，设置一氧化碳传感器、粉尘传感器、低浓度瓦斯传感器各一个。
其中低浓度瓦斯传感器报警值为≥1.0%，断电值为≥1.5%、断电范围为工作面及回风巷中全部非本安型电气设备，复电值为<1.0%。其余传感器按煤矿安全规程规定设置。
工作面一氧化碳传感器报警浓度为≥0.0024% CO。
3、在采煤工作面回风流中、距回风巷出口10m～15m处，设置低浓度瓦斯传感器、温度传感器、一氧化碳传感器和风速传感器各一个。
其中瓦斯传感器报警值为≥1.0%，断电值为≥1.0%，断电范围为工作面及回风巷中全部非本安型电气设备。复电值为<1.0%。
工作面一氧化碳传感器报警浓度为≥0.0024% CO。
温度传感器的报警浓度为≥30℃。
4、工作面两台辅助局部扇风机设置两个开停传感器。
5、系统装备容量应按10%～15%留有备用量。工作面传感器布置详见附图五。
四、传感器的布置要求
工作面除辅助局部扇风机的开停传感器之外，其它传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm，并安装在便于维护，不影响行人和行车的位置。
3安全技术措施
3.1防片帮、冒顶及顶板管理安全技术措施
Ⅰ、在煤壁发生片帮的地段，立即采取打贴帮柱的措施，用50mm×50mm金属网，并用14号软铁丝连接，防止因片帮增加空顶面积而发生冒顶。
Ⅱ、发生冒顶地段必须采取可靠的刹顶措施，在完全控顶后再开始移架，严禁不刹顶而强行移架，刹顶时，工作地点一定要打好安全柱，保证工作人员安全，必要时可临时增加木垛。备料：木料80根、木楔子50个、单体柱40根。
Ⅲ、控制好开帮高度，合理布置炮眼，严禁超高，顶眼眼底距轮廓线要保持在0.2m的距离。
Ⅳ、顶煤冒落不好或者块度太大，要采取预先爆破顶煤的技术措施，孔径40mm，排距1.6m，眼距2m，眼深8m，炮孔均向老塘方向倾斜65°。
Ⅴ、如果顶板冒落不好，每推进10m时，在工作面炮道用岩石电钻向顶板打眼，孔径Ф80mm(狼牙棒钻头)，眼深15m，眼距4m炮孔向老塘方向倾斜65°，强制放顶。
Ⅵ、采用强制放顶方法处理采空区时，工作面必须加强支护，沿放顶线在工作面上、中、下部各加设一个木垛。
Ⅶ、工作面开帮放炮顺序由下往上，炮孔封泥长度不低于炮孔全长二分之一。每开5架距离，必须结网伸前梁及时支护。
Ⅷ、在爆破顶板、顶煤过程中，如发现炮孔与老塘打通，必须用炮泥把孔顶部封死，封死部分长度不小于1m，隔绝老塘，再装药放炮。
Ⅸ、工作面放炮前，工作面前方20m两巷必须加强支护。
Ⅹ、工作面放炮前，全体人员必须撤到距工作面端头100m以外的安全地点，并在两巷设好警戒，放炮前发出信号。
Ⅺ、严格执行“一炮三检”和“三人连锁”制度，否则禁止放炮，放炮后洒水降尘。
Ⅻ、放炮后，进入工作面首先敲帮问顶，确认无危险后，迅速挂顶网，并伸出支架前伸梁。
ⅩⅢ、时刻注意顶底板情况，凡发现来压，跨落频繁时立即撤离作业现场，等顶板稳定后再进入作业地点确认无危险后方可操作，移架或移梁时操作人员要站在支架、支柱上方靠煤壁侧。支架、单体柱下方不得站人。
3.2移架、打单体、放顶煤的安全措施
Ⅰ、移架前清理好架前、架间和架底的浮煤、电缆、胶管悬挂整齐，观察好周围人员并打好招呼，设专人监护，同时移该支架时临近支架不得进行其它操作。
Ⅱ、支架、单体柱均要编号管理。
Ⅲ、支架、单体柱出现跑、冒、滴、漏现象应及时处理，严禁带病作业。
Ⅳ、移架或操作单体柱前，首先检查顶板情况，确认无危险后方可操作，操作人员要站在支架、支柱上方靠煤壁侧，支架、单体柱下方不得站人。
Ⅴ、移架和撒、打超前支护必须两人一组操作，一人操作，一人监护，严禁单人操作，移“四对八梁”端头支护要三人一组，两人操作，一人监护。
Ⅵ、液压支架间要用钢丝绳连结，坡度较大的地点、支架前下方要打好戗柱，防止支架下滑、倒架、咬架。
Ⅶ、一般情况下，不得随意降、移支架，降、移支架要经过带班班长同意。
Ⅷ、移架操作顺序
ⅰ、先移左梁，左梁支柱卸载，先降后柱再降中、前柱。
ⅱ、推移千斤顶活塞杆伸出、左梁前移。
ⅲ、左梁支柱升柱，次序，前、中、后柱，支撑顶板。
ⅳ、前探梁卸载，收回。
ⅴ、右梁支柱卸载，先降后柱，再降中、前柱。
ⅵ、推移千斤顶活塞杆收回，右梁前移。
ⅶ、右梁支柱升柱、支撑顶板，完成移架过程。
Ⅸ、当发生架前、架间冒顶时，应带压移架，必要时用单体柱辅助。
Ⅹ、放煤前应设专人剪通金属网放煤口，自下而上，多轮，循环放。
Ⅺ、超前顺槽刮板输送机机尾必须打好两根压柱，防止翻机尾伤人，发现溜槽脱节，飘链，断刮板、掉销子等情况，必须立即停机处理，每天必须掐机尾一次。
Ⅻ、当放顶煤中混有大块矸石时，捡出抛入老塘大块煤用大锤砸碎，以防堵眼。
ⅩⅢ、严禁支架出现不接顶现象，如有空顶，必须用木料背实刹紧。
3.3泵站及液压系统安全措施
Ⅰ、泵站工必须按操作规程操作，并做好工作记录。
Ⅱ、泵启动前，首先检查各零件有无损坏，各连结螺丝是否紧固齐全，润滑油位是否正常，各种保护装置是否齐全，否则禁止开泵。
Ⅲ、泵启动前应先放液，确认无气体后，方可开泵。
Ⅳ、泵启动后，注意听、视、观察泵的运行情况，严禁带病作业。
Ⅴ、非泵工不得任意调泵、泵工司机不得脱岗，要做到每班加乳化油，定期把泵检修好，不得任意开、停泵，乳化液浓度保持在3%—5%。
Ⅵ、泵的卸载阀，安全检查阀整定值不得随意调节，卸载阀整定值不得超过19.6Mpa。
Ⅶ、加强泵及其系统的卫生管理，泵箱过滤器应定期清洗，各种胶管、元件应保持清洁，泵箱筛网要坚持使用，严禁泵盖随意打开。
3.4运料安全措施
Ⅰ、运料时注意不得损坏电缆线，管路和其它设备。
Ⅱ、运料过+1250水平两道风门时，不得同时打开，并随手关好门。
Ⅲ、不得碰倒或碰坏支护设备。
Ⅳ、绞车司机持证上岗，绞车用双压柱打牢，绞车运行时，司机必须在场。
Ⅴ、运料时做好自保和互保工作。
Ⅵ、尽可能不用溜子运料，确需用时必须制定安全措施，审批后学习贯彻后再用。
3.5运煤安全措施
Ⅰ、溜子司机要持证上岗。
Ⅱ、需停、开溜子时，要发出停、开溜子信号。
Ⅲ、溜煤眼周围设护栏，防止人员坠入溜煤眼。
Ⅳ、溜子道要有不窄于0.7m的人行道，跨溜子处要有过桥，溜子机尾打双压柱。
Ⅴ、电瓶车司机持证上岗。
Ⅵ、运煤串车要前有照明，后有尾灯，过弯道时要发出警示信号。
Ⅶ、溜煤眼如被大块煤卡住，确需爆炸处理时，必须使用安全被筒炸药，且每次用量不超过150g。
3.6机电设备维护保养技术措施
Ⅰ、电气设备的检查、维护、修理必须由专职的机修工和电工负责，其他人员不得检修电气设备。要坚持停电申请制度，做到谁停电谁送电。
Ⅱ、加强系统网络绝缘检查摇测，发现网络绝缘降低应立即停电处理，修复后方可送电检漏继电器必须灵敏可靠，任何人任何地点严禁甩掉不用，对运行中的检漏保护装置要认真检查试验。
Ⅲ、井下电气设备应无积尘、无埋压，且必须上架。
Ⅳ、严禁敲砸电气设备，并做到及时搬迁，回收。
Ⅴ、机器外露的转动部分(如齿轮等)必须加防护罩或遮挡，防止触碰发生危险。
Ⅵ、不准带电检修，搬迁电器设备必须切断电源。所有开关把手在切断电源时都应闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”牌板。
Ⅶ、设备严禁带病运转，严禁超载运转。
Ⅷ、手持式煤电钻的操作手柄和电缆等接触应绝缘良好。
Ⅸ、超前顺输顺槽掘进坚持使用“风电闭锁”。
Ⅹ、井下电缆必须悬挂整齐，垂度必须符合要求。
Ⅺ、电钻打眼前先试开检查运转情况，再打眼。电缆不能生拉硬拽。
Ⅻ、机电设备坚持“三无、四有、两齐三全、三坚持”即：
三无：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头;
四有：有过流保护、漏电保护、有螺钉和弹簧垫圈有密封圈和挡板、有接地装置;
两齐三全：电缆悬挂整齐、设备硐室清洁整齐、防护装置全、绝缘用具全、图纸资料全;
三坚持：坚持使用检漏继电器、坚持使用综合保护、坚持使用瓦斯电和风电闭锁装置。
ⅩⅢ、输送机不得超负荷运行，各种保险丝及其装置要符合规定，不准用其他导线和设备代替。
ⅩⅣ、保证接地、检漏系统完好。
ⅩⅤ、完善通讯、信号系统，保证通讯信号灵敏可靠。
3.7“一通三防”及放炮安全措施
Ⅰ、设专人管理通风设施和安全监控系统，发现损坏及时维修更换，保证其正常使用。
Ⅱ、按时测定工作面风量、风速，使之符合设计要求。
Ⅲ、瓦检员每班必须两次检查工作面、掘进迎头及进、回风流中的有害气体浓度，如果有害气体超限，按《煤矿安全规程》中第一百三十六条、第一百三十八条、第一百三十九条执行。并汇报调度室。
Ⅳ、保护好“一通三防”设施及监控系统，严禁随意损坏。
Ⅴ、严禁将风门随意打开。
Ⅵ、回采前期因采面和超前顺槽掘进在同一煤层中，布置独立通风有困难，因此采用串联通风，但必须严格按《煤矿安全规程》第一百一十四条严格执行。
Ⅶ、班长、放炮员、瓦检员严格执行“一炮三检”“三人连锁”放炮制度，并使用瓦斯报警仪。
Ⅷ、放炮坚持使用水炮泥。
Ⅸ、放炮母线必须扭结成短路，放炮母线放炮后要收起。
Ⅹ、爆破必须使用3号煤矿安全炸药，如使用瞬发电雷管需重新编制爆破设计。
Ⅺ、炸药和电雷管必须分开存放在专用爆炸材料箱内，并加锁，严禁乱扔、乱放。爆破时必须把爆炸材料放到警戒线以外的安全地点。
Ⅻ、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉前端脚线将电雷管抽出，抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。
ⅩⅢ、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，放炮员、瓦检员和班长首先巡视工作面，检查通风、瓦斯煤尘、顶板，并仔细验炮，看有无拒爆、残爆等情况，如有危险情况，必须立即处理。
ⅩⅣ、工作面出现瞎炮时，放炮员和班长必须按《煤矿安全规程》第三百四十二条规定认真处理，当班必须处理完毕，否则不准交接班。
ⅩⅤ、回风巷有局部地段巷道底板冒气泡，回采接近该处时，要特别小心，瓦检员跟班检查，必要时用长钻杆先探后采，并观察水情。
ⅩⅥ、瓦检员要对工作面放煤线、上隅角等处进行瓦斯检查，如达到1%，停止工作进行处理。
ⅩⅦ、严禁在老塘内爆破，放煤口如果被大块煤矸堵住，不得采用爆破的方法处理。
ⅩⅧ、工作面放炮时，必须对立柱及液压系统采取切实可行的防炮崩措施。
ⅩⅨ、根据相关资料3-4煤层属自燃煤层，自燃发火期3-6个月。本工作面预计生产期为2009年3月--2009年9月。为预防回采过程中采空区浮煤自燃、发火，还需采取以下措施：
ⅰ、加快工作面推进速度，争取2009年8月底将工作面回采工作结束。
ⅱ、加强预测预报工作，出现发火预兆(温度、水温升高、气体情况、有煤油味、煤壁挂汗等)及时汇报有关领导决定采取有效防灭火措施处理。
ⅲ、工作面推进过后，超前运输顺槽与运输巷之间的溜煤眼、通风行人眼要及时封闭，并在运输巷打密闭，阻止向采空区漏风。
ⅳ、回采过程中，尽可能使采空区顶板冒落充分，有效的将浮煤掩埋。
ⅴ、如发现一氧化碳气体，立即封闭注氮。
ⅵ、回采结束后，沿停采线进回风巷打两道永久性防火密闭。
3.8工作面防治水安全措施
一、矿井基本情况
(一)开采情况及采空区分布
井田赋存1#、2#和3#三层煤，目前，矿井开采涉及到+1260m～+1200m标高。3#煤层+1260m水平以上已经全部采空，其余均未开采。
井田西翼有一原有老井，于2008年4月27号封闭，开采标高为+1621.45m～+1419.86m,根据矿方提供的资料，老井巷道布置及采空区情况该矿已经完全清楚，目前采空区及巷道没有积水情况，见采空区分布图(第二章第三节图2-3-1)。
(二)矿井水文地质分析
1、地表水
井田东界外的东沟河为季节性流动的河流，其补给主要源于北部的雪山融雪水。河流在由北往南的运移过程中，部分河水可通过地表风化、构造裂隙侧向补给井田地下水，使得井田地下水与地表水之间产生了一定的水力联系，但东沟河水对井田地下水补给非常微弱。另外，井田北部为大面积的农田，灌溉浇水时，从东沟河引来的河水可通过河渠流入田地，亦使得井田地下水与地表的农田灌溉水产生水力联系，两者之间后一种的水力联系在夏、秋两季表现比较突出。根据矿方提供的资料，目前该矿已经在井田北部修建了隔水渠，切断了大部分灌溉水与井田地下水的联系，农田灌溉水对矿井涌水量的影响有限。
2、含水层和隔水层
(1)第四系透水不含水层
由全新统的冲洪积物组成，覆盖整个井田。冲洪积物主要由砂、亚砂土、碎块组成，平均厚度为5.80m。虽透水性较好，但分布位置较高，不具储水条件，为透水不含水层。
(2)中侏罗统西山窑组孔隙、裂隙弱含水层
井田内仅在两个塌陷坑处出露此地层，岩性主要由细砂岩、(泥质)粉砂岩、泥岩及煤组成，地层产状南倾，岩层倾角67°～75°。此含水层主要接受井田东西部农田灌溉水的补给，次为大气降水、融雪(冰)水的渗透补给。
3、充水因素分析
(1)过分布在井田东西部的两条灌溉渠道浇灌农田，这使得农田灌溉水经农田渗透补给到煤系地层中而使矿床充水。经分析，农田灌溉水是目前井田矿床充水的主要因素之一。
(2)大气降水、雪融水亦可通过第四系松散物或地表风化、构造裂隙进入到第Ⅱ含水层，通过煤层顶底板进水对矿床充水。但补给有限。
(三)探放水情况
矿井一直对+1260m水平以上的采空区积水进行“积极疏放、长期观测”，开采区段的上部采空区情况基本清楚，积水基本排除。现矿井主要是进一步实施“长期疏排”。
二、1250m～+1240m区段开采防水安全措施
(一)日常防治水措施
1、井田范围采空区上部的塌陷坑及裂隙带周围必须设防洪沟，上部的塌陷坑必须及时回填，防止雨水及洪水汇集大量进入井下采空区。
2、探水巷道必须在探水钻孔有效控制范围内掘进。每次探水后，掘进前，应在起点处设置标志。
3、探水巷道支护必须牢固，顶、帮背实，有较强的抗水流的冲击能力。
4、严格执行“四不掘进”制度：a、当工作面或炮眼有突水征兆时;b、探水孔超前距离不符合规定时;c、掘进头支架不牢或空顶时;d、排水系统不正常时。
5、探到积水后，应复核原有积水资料，确定放水量及防水孔个数，进一步调整排水能力，使排水系统符合《煤矿安全规程》的要求，并清理好水仓和水沟。
6、派专人监视放水情况，记录放水量和水压，分析采空区可能的积水量，发现水压升高、水量下降等异常及时处理。
7、加强放水地点的通风，增加有害气体的检测次数，安设瓦斯警报器。
8、建立井上、下水文动态观测网，避灾路线、报警系统等。
9、矿井必须以“预测预报、有疑必探、先探先掘、先治后采”为原则，并根据矿井水害实际情况制定相应的“防、堵、疏、排、截”综合防治措施。
(二)+1250m～1240m探放水的具体措施
1、探放水的目的
主要是预防+1250m～1240m区段以上采空区大量积水，防治大量采空区积水进入直接涌入工作面，影响安全生产。
2、探水巷道的布置
矿方在+1200m标高向西掘进3#煤层+1200水平运输巷，掘进至井田西侧保护煤柱处，由于井田西侧边界外有条灌溉渠并且有简易公路通过，为了保护井田西侧的简易公路且加强煤柱防水作用，设计在按70°移动角留设了河渠及公路保护煤柱，距边界侧公路20m。本设计利用矿方掘进的+1200水平3#煤层运输巷作为探水巷道，在靠近保护煤柱一端向采空区打2个探水钻孔，钻孔直径D43，上端联至到+1260m标高上采空区，下端到+1200m水平探水巷。钻孔设有套管，其中上端用铁丝网和卵石覆盖，管口标高+1259.5m，利于积水泄放。(详见图4-4-1疏干放水钻孔布置图)
2、+1250m～1240m探放水方法
从矿井现有探水情况及探水效果看，开采区段的上部采空区情况基本清楚，积水基本排除。因此，+1240m区段开采发生高强度突水的可能性很小。防水安全措施主要在对采空区积水进行“积极疏放、长期观测”。具体方法如下：
a、对掘进与回采工作顶板、底板、侧帮和前方端头的地质构造、含水层及废弃巷道积水的具体位置、产状和突水的可能性等做事先探查工作，当采掘工作面接近含水层、导水断层，有积水的废旧井巷或采空区以及其它可能突水的危险区时，都必须打超前探水钻孔，长探短掘的措施，探水钻用MYZ—100型液压探水钻机。
一般在距可疑突水源60m以外，在推进中的工作面打探水钻。钻孔深度应经常使工作面前保持5～20m厚的岩壁，钻孔数目一般不少于3个(断层水和强含水层可用1个)，成扇形布置。钻孔直径应小于75mm，以便遇水时能及时加以控制。
b、沿工作面推进方向每隔20米探测上部采空区内的淤泥和水积存情况。探测清楚，方可实施回采。
c、回风顺槽设置探放水钻孔，对上部老空区实施探放水和水文观测。探放水必须含盖全部采空区。
d、加强对既往采空区积水的疏导，防止放水管堵塞。
e、采掘工作接近勘探钻孔时，应注意检查封孔质量，严防钻孔导水。
f、生产中应严格执行《防治水规定》。
g、工作面作业规程中详细制定采空区发生突然大量涌水/淤泥的处理预案。
h、+1200m水平泄水巷利用局部通风机供风，必须有两台局部通风机，一用一备，保证有效供风。设置瓦斯、一氧化碳等有害气体传感器，增加检测次。
三、其他区段防水安全措施
矿井自上至下开采各个区段，是在原有的新采空区的基础下开采，工作面必须执行“有疑必探，先探后掘”的原则。特别是掘进区段巷道时，应每隔20m向上部采空区打钻孔探水。
开采下区段时，应在工作面的所在标高找到+1200m～1260m的泄水钻孔和泄水管，切断钢管，并按上述的做法处理泄水管端。
补充措施
采煤工作面综合防尘措施
防尘水源：地面静压水池管路。
地面静压水池管路----主立井----+1200水平井底车场----+1200水平石门巷道----+1230区段轨道上山----+1230区段顺槽巷道----掘进工作面;用1寸铁管送到工作面。在工作面迎头安装一个三通。并安装喷雾装置。进行喷雾洒水。
采用水泡泥、装煤洒水、冲刷巷壁等综合防尘措施。
