煤矿综采放顶煤开采可行性技术论证报告.docx

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煤矿综采放顶煤开采可行性技术论证报告

云盖山煤矿二矿

综采放顶煤开采可行性技术论证

2017年3月22日

云盖山煤矿二矿综采放顶煤开采可行性技术论证

一、矿井概况

1、地理位置与交通

云盖山煤矿云煤二矿位于禹州市西南部35km处的磨街乡境内，行政隶属于磨街乡刘门村。

其地理极值坐标为：

东经113°09′33″～113°11′50″，北纬34°07′31″～34°09′10″。

矿区东西长约3km，南北宽约3km，面积6.0064km2。

禹州市通向文殊乡及磨街乡的柏油公路纵贯全区，磨街至神后柏油公路从矿区经过，“村村通”水泥公路网遍布全区。

向北可通往登封、洛阳；向东经禹州市可达许昌市；向南经神垕镇可至郏县、平顶山、宝丰、临汝等地；东南部平禹煤电公司五矿尚有762型窄轨铁路经禹州市至许昌市与京广铁路相接，交通方便。

见图1-1。

图1-1交通位置图

2、矿井地质构造

云盖山煤矿二矿是云盖山井田的一部分，位于井田西南部，本区含煤地层由老至新依次为石炭系太原组，二叠系山西组、下石盒子组和上石盒子组，总厚度约665m，划分9个煤段（以往划分8个煤段），含煤43余层，煤层总厚度11.41m，含煤系数1.72%。

可采煤层4层，二1煤层全区可采，四2、六2、七4煤层局部可采，可采煤层厚度5.82m，可采含煤系数0.88%。

本区位于角子山背斜南翼，景家洼向斜北翼。

矿区基本构造形态为走向北东，倾向南东的单斜构造。

煤层倾角13°～20°，走向NE35°～42°；倾向SE55°～48°；区内断裂发育，主要为走向正断层（北东向），并把井田切割为三个块段。

浅部的花沟断层是井田的上部边界，深部下白峪断层是井田的下部边界，南部深部的风阳山断层与北部花沟断层组成地垒，西端的牛颈山斜交正断层与风阳山断层组成阶梯状断块，中部发育数条走向北东、倾向南东的小型正断层。

根据补勘三维地震资料，区内落差H≥100m的断层2条，落差50m≤H<100m的断层6条，落差5m≤H<50m的断层21条，落差H<5m的断层12条。

2.1岩浆岩体分布

根据区域资料、钻孔及实际生产揭露，区内浅层无岩浆岩侵入及出露。

2.2地质构造复杂程度评价

受区域构造的影响，本区断裂构造较为发育，且以高角度正断层为主，伴有小型断层和褶皱。

矿区范围内构造形态总体呈平缓的单斜构造，含煤地层沿走向、倾向的产状有一定变化，并伴有断裂及次级小断裂及小规模皱曲发育。

对采区的合理划分和采煤工作面的连续推进有一定影响。

区内无岩浆岩发育。

综上所述，依据《煤矿地质工作规定》第十一条规定，云煤二矿地质构造复杂程度应为中等。

3、煤层条件及顶底板岩性

3.1煤层条件

矿井主采煤层为二1煤层，二1煤层位于山西组下部，大占砂岩（标5）之下，下距太原组顶部灰岩顶面一般5.41～26.94m，平均11.84m。

上距四2煤层160m，距砂锅窑砂岩底68m。

二1煤层厚度0～15.00m，平均3.70m。

总体矿区二1煤层煤厚变化为中间厚两端薄，矿区110线以东有一个较大的薄煤区，局部不可采至无煤。

矿区二1煤层局部煤厚变化比较大。

走向上西南端106勘探线以西，煤层发育稍差，煤层厚度0.73～9m，平均为3.69m；108～110勘探线附近，煤层发育最好的块段，煤层厚度0.88～14.05m，平均为6.57m，煤厚比较稳定；110～矿区边界之间为一条走向宽约1km沿北西方向延伸的薄煤带，为区内煤层发育和保存最差的一个条带，4个钻孔煤厚不可采，煤厚0～7.23m，平均1.46m；107～109勘探线附近，煤层发育比较好，煤厚0.73～14.05m，平均为7.04m，煤厚比较稳定，大部分煤厚都在6m以上。

通过矿井生产井巷揭露煤厚，二1煤层煤厚范围0～15.00m，平均5.23m；特别在同一个采区内煤厚变化不大，相比较西部采区的煤厚变化比东部采区煤厚变化大；除东部边界附近煤厚比较薄外，其他区域煤层都比较厚。

二1煤层底板标高为+270m～–260m，埋深80～610m。

根据我矿已采的多个综放工作面，揭露煤层厚度一般均为0.1-14.10之间，平均厚度为4.8米，按采煤机割煤2.2米，放顶煤高度为2.4米，采放比为1：

1.09。

3.2二1煤层顶、底板及夹矸

二1煤层结构简单，大部不含夹矸，局部偶见一层或数层薄而不稳定的炭质泥岩、深灰色泥岩或砂岩夹矸。

二1煤层直接顶板多为厚而坚硬的灰白色中粒岩屑石英砂岩（大占砂岩，Sd），东北端及中部零星部位直接顶板为深灰色粉砂岩和砂质泥岩；底板为深灰色砂质泥岩，伪底为炭质泥岩和灰色根土泥岩。

表1-3-1：

煤层顶底板情况表

顶底板

岩石名称

厚度（m）

最小～最大

平均

岩性描述

基本顶

细粒砂岩

2.53-13.18

7.75

灰色，中厚层状，成份以石英为主，次为长石，层面含炭膜及白云母片，钙、硅质胶结，具水平层理，局部显斜层理，上部偶见不规则的泥质包体。

直接顶

中粒砂岩

1.60-9.78

5.62

灰白色～灰色，中层厚状，成分以石英为主，次为长石，层面含大量的大量白云母片及炭膜，次圆状，分选好，钙、硅质胶结，具水平层理，底部含菱铁质碎块，有裂隙。

直接底

炭质泥岩

泥岩

0.44-6.59

2.50

褐黑色、黑色，薄层状或鳞片状，具滑面，局部夹煤线，层间偶见钙质薄膜，质软，遇水易膨胀。

基本底

粉砂岩

1.15-11.13

2.50

深灰色，薄层状或板状，间夹线理状-条带状浅灰色细粒砂岩，黑白相间呈互层，显波状层理，局部有细粒砂岩透镜体及黄铁矿结核。

4、瓦斯、煤尘

瓦斯：

根据2014年河南省工业和信息化厅的批复为煤与瓦斯突出矿井，根据2016年矿井瓦斯涌出量测定报告，矿井绝对瓦斯涌出量5.53m³/min,相对瓦斯涌出量为6.22m³/t。

发火期：

根据2014年4月10日洛阳正方圆重矿机械检验技术有限责任公司检验报告为自燃倾向等级为Ⅲ类，不易自燃。

煤尘爆炸指数：

根据2014年4月10日洛阳正方圆重矿机械检验技术有限责任公司检验报告煤尘爆炸指数为17.99%，煤尘有爆炸危险性。

5、矿井水文地质情况

矿井水文地质条件中等，正常涌水量73m3/h，最大125.5m3/h。

依据《河南省禹县矿区云盖山井田精查地质报告》矿区内划分八个含水层（组），自下而上依次为：

寒武系上统白云质灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅰ）、石炭系上统太原组下段（Ⅱ1）及上段（Ⅱ2）灰岩岩溶裂隙含水层、二叠系下统山西组（Ⅲ1）及下石盒子组底部（Ⅲ2）砂岩裂隙含水层、下石盒子组四2煤顶板砂岩裂隙含水层（Ⅳ）、下石盒子组六2煤顶板砂岩裂隙含水层（Ⅴ）、上统上石盒子组七4煤顶板砂岩裂隙含水层（Ⅵ）、平顶山段砂岩裂隙含水层（Ⅶ）、第四系松散孔隙含水层组（Ⅷ）。

其中Ⅲ1、Ⅳ、Ⅴ、Ⅵ诸含水层分别属于二1、四2、六2、七4煤层顶板直接充水含水层，漏水钻孔很少，单位涌水量为0.000346～0.0772L/s·m，渗透系数为0.00178～0.715m/d，富水性均弱，对煤层开采影响不大。

主要可采煤层二1煤底板下伏的Ⅱ2、Ⅱ1、Ⅰ含水层均属底板涌水的岩溶裂隙含水层，是矿井充水的主要来源。

二、矿井建设

云盖山煤矿二矿始建于1997年4月，2003年元月正式投产。

2008年技改后矿井设计生产能力45万t/a，设计服务年限19.51年，批准开采二1、四2、七4煤，主采二1煤层。

，现有三个井筒，分别为主立井、副斜井、回风立井，其中主立井主要担负矿井的煤炭运输任务；副斜井主要担负矿井辅助运输任务；回风立井主要担负全矿回风任务。

1、通风系统

矿井采用主立井、副斜井进风，回风立井回风的中央并列式通风方式，主通风机选用两台南阳防爆BDK618Ⅱ-6-No.18型高效节能防爆对旋式通风机，额定风量1800～4980m³/min，负压400～2700Pa，一用一备，单台功率2×110kW。

井下通风设施（防突风门、密闭、栅栏等）构筑齐全，通风系统稳定可靠。

矿井总进风量3924m3/min，总回风量4109m3/min,有效风量3535m3/min，有效风量率90.1%，负压970Pa，等积孔2.72m2。

2、抽采系统

矿井建有地面瓦斯抽采泵站，配备4台瓦斯抽放泵，两台2BEK60型水环真空泵，额定工况流量240m³/min，两台2BEF40型水环真空泵，额定工况流量104m³/min，瓦斯抽采主管道采用两趟φ377mm的瓦斯抽放专用复合涂层钢管与φ315/225mm聚乙烯瓦斯抽采支管连接形成抽采系统，并实现分源抽放。

3、排水系统

+60m泵房安装4台MD155-67×7型耐磨多级离心泵，两趟Φ219mm排水管路经管子道、回风下山敷设，再沿回风立井到地面，2016年4月联合试运转三泵两管，实际最大排水能力为405.6m3/h，泵房主副水仓容量为1080m3。

-60m泵房安装4台MD280-65×10型矿用耐磨多级离心泵，两趟φ273mm排水管路通过回风下山、回风立井排至地面，2016年4月联合试运转三泵两管，实际最大排水能力为808.1m3/h，泵房主副水仓容量为2800m3。

4、供电系统

矿井采用双回路供电，Ⅰ云煤线来自云盖山变电站一段母线4#柜，供电电压10kV，供电距离4.3km，线路型号为LGJ-120；Ⅱ云煤线来自云盖山变电站二段母线26#柜，供电电压10kV，供电距离4.5km，线路型号为LGJ-120。

地面变电所共安装21台高压柜，采用分列运行方式，地面主变压器两台，供给地面生产生活用电，低压母线采用分列运行方式。

主扇风机、瓦斯抽放站、主井车房、压风机房、副井车房均实现了双回路供电。

井下供电由地面变电所两趟MYJV32-3×120高压电缆入井至井下+60m变电所。

5、提升系统

主立井担负提煤任务，井筒深度248m，直径3.3m，双箕斗提升，提升高度250.5m。

提升机型号为2JK2×1-20，配套BD+AP-10型变频电控柜，具有手动、自动、检修工作模式，可实现全自动化操作。

副斜井（巷）采用串车提升，主要用于提升矸石、下放物料。

运送人员采用四部架空乘人装置，实现了人员下车即可到达工作面上下顺槽。

三、采煤方法确定

1、工作面采煤方法确定

井田内二1煤层层位稳定，煤厚0～15.00m，平均5.23m。

具有突然增厚、变薄现象，厚度变化大，且无明显规律。

2008年矿井完成技术改造后，根据技改设计在22202工作面开始采用综合机械化放顶煤采煤法，至今已回采5个工作面，回采期间最大煤层厚度为14.70m，采放比达到1：

5.68，采用综合机械化放顶煤采煤法，效果不错，效率较高，工人劳动强度低，安全条件好。

2、工作面参数

2.1工作面长度确定

根据设计和实际情况，工作面长度确定为120/172m（现工作面长度120m），采用1.5米中心距液压支架共115架。

2.2工作面推进长度的确定

根据采煤机及煤层结构和支架性能确定工作面循环进度为0.6m，根据工作面到井田薄煤带边界的实际距离及煤柱留设，确定工作面可采走向长度为676m。

2.3工作面采高的确定

根据ZF3000/16/26型液压支架的支护高度、煤层实际厚度的变化情况、工作面煤壁片帮程度、采煤机割煤高度以及工作面三机尺寸配套关系，确定工作面的采高为2.0m～2.4m，工作面回采期间必须沿底回采、严禁留底煤；当工作面顶煤厚度低于0.5m不宜进行抬顶煤作业时需沿顶回采，且支架采高不得超过2.6m。

2.4工作面生产能力估算

W=LShγc

W—正规循环生产能力，t；

L—工作面长度，m；

S—正规循环推进长度，取0.6m；

h—煤厚，平均为5.14m；

γ—煤的视密度，1.4t/m3；

C－回采率，95%；

代入工作面参数得：

23302工作面回采期间：

W=LShγc=120×0.6×5.14×1.4×95%=492.2t

日循环数：

2.5个

日产量：

Q=492.2×2.5=1230.5t

工作面年产量：

2276.4×276=34万吨

2.5矿井达产工作面个数

我矿达产工作面个数以往为1个

3、工作面设备选型及配套

3.1采煤机选型原则

3.1.1根据煤层厚度及采高要求，工作面平均煤厚为5.14m，故选择双滚筒采煤机。

3.1.2根据煤层倾角的大小，工作面煤层倾角在9～25°，平均14°，可采用无链电牵引采煤机

3.1.3按煤质（包括夹矸）硬度选择，工作面煤质较软（f=0.37），依据设计手册选用功率大于280KW的采煤机。

3.1.4按采煤工作面的生产能力要求选型

采煤工作面采煤机年生产能力为120×1.5×276×1.4×5.14×0.95=34万吨，每年按276天计算，每天按8小时计算，采煤机每小时生产能力为154吨。

3.1.5按工作面采煤工艺要求选取，对中厚煤层的单一长臂采煤工艺，选用通用型滚筒采煤机。

结合三机配套，23302工作面选用采煤机为MG160/375-WDI型双滚筒采煤机。

牵引速度：

0～6～10m/min牵引方式：

销轨式无链电牵引

适应煤厚：

1.4～2.9m截割电机功率：

2×160kW

牵引电机功率：

55kW最大下切深度：

0.216m

摇臂长度：

1598mm采煤机总功率：

375kW

滚筒截深：

0.6m滚筒直径：

1.4m

机面高度：

1150mm两滚筒水平中心距：

8.8m

参考排销距：

0.42m

3.2前部运输机选择

根据刮板输送机的运输能力，大于采煤机的生产能力及结合三机配套原则选取。

前部刮板输送机：

SGZ630/160×2型刮板输送机一部

电机功率：

2×160kW运输能力：

450t/h

链速：

0.92m/s刮板间距：

920mm

高低速功率：

160/80kW

3.3后部运输机选择

后部刮板输送机：

SGZ630/132×2型刮板输送机一部

电机功率：

2×132kW运输能力：

400t/h

链速：

0.92m/s刮板间距：

920mm

高低速功率：

132/60kW

3.4转载机选择

按其生产能力大于等于刮板输送机的能力选择。

转载机：

SZZ630/90型中双链桥式转载机

机身总长度：

28m链速：

1.34m/s

电机功率：

90KW运输能力：

600t/h

机尾搭接刮板输送机机头段长度：

8m爬坡角度：

12°

型式：

中双链刮板间距：

786mm

3.5运输顺槽胶带输送机选择

胶带输送机：

DSJ800/75×2型胶带输送机

带速：

2m/s带宽：

0.8m

电机功率：

2×75kW运输能力：

400t/h

3.6液压支架选型

3.6.1选择放顶煤液压支架ZF3000/16/26，放顶煤过渡支架ZFG3400/17/27。

综放支架工作阻力确定，按现行较通用的岩石容重法公式计算。

P1=N×H×S×Z×9.8

式中：

P1—工作面顶板支护需要液压支架的最大工作阻力，kN；

N—工作面采高的倍数，取6-8，本工作面取8；

H—工作面平均采高，m，取2.2；

S—液压支架顶板支护面积，m2，取4.25×1.5；

Z—顶板岩石容重，kg/m3，取2.5×103；

代入数据得：

P1=8×2.2×4.25×1.5×2.5×103×9.8=2748.9kN。

ZF3000/16/26型放顶煤液压支架工作阻力为3000kN，因此ZF3000/16/26型放顶煤液压支架满足本工作面工作阻力的要求。

3.6.2放顶煤支架：

型号：

ZF3000/16/26数量：

109台

支撑高度：

1.6-2.6m支撑宽度：

1.43-1.6m

工作阻力：

3000kN支撑强度：

0.57MPa

移架步距：

0.6m伸缩梁行程：

0.8m

初撑力：

2532kN支架重量：

11505kg

3.6.3放顶煤过渡支架

型号：

ZF3400/17/27数量：

6台

支撑高度：

1.7-2.7m支撑宽度：

1.43-1.6m

工作阻力：

3400kN支撑强度：

0.64MPa

移架步距：

0.6m伸缩梁行程：

0.8m

初撑力：

2764kN支架重量：

12705kg

3.6.4支架高度与中心距

根据支架型号及支架高度确定采高为2.2m，支架中心距为1.5m。

四、顶板、顶煤可冒性分析

1.开采深度

23302综放工作面盖山厚度最大432米，最小346米，平均389米，其冒落性中等。

2.煤层强度

23302工作面所采二1煤层普氏硬度系数f=0.37，顶煤冒落性极好。

3.煤层厚度

23302工作面机采高度2.2m，放煤高度2.94m，采放比约为1：

1.34，采用放顶煤液压支架，反复移架、支架过程中对顶煤有一定的压裂、松动作用，从煤层厚度来看，适合放顶煤开采。

4.煤层夹矸

工作面所采二1煤层极少存在夹矸现象，且夹矸岩性多为炭质泥岩及泥岩，相当于中硬煤的强度，且夹矸不易形成大块，对顶煤冒放性影响不大。

5.煤层顶板

23302工作面煤层直接顶为厚度1.60～9.78m的中粒砂岩，基本顶为厚度2.53～13.18m的细粒砂岩，十分有利于顶煤的冒落与放出。

6.顶煤节理裂隙

根据地质报告提供的煤层节理和实际23302工作面的煤层情况，由于构造运动挤压，发生了层间滑动，致使原生煤岩结构遭到破坏，多为碎裂煤～糜棱煤等构造煤，顶煤冒放性较好。

根据现场实际回采经验及以上理论分析，工作面适合采用综采放顶煤。

五、抬顶煤工艺

1.抬顶煤要求

煤层厚度在3.0m以上时必须抬煤，可采取加强注水、降低采高、人工打超前的方法进行施工。

2.抬顶煤工艺

1）抬顶煤前，需提前调整支架高度，将支架高度保持在2.4～2.5m，同时保证前、后立柱压力。

2）抬顶煤前，对支架底座与前部刮板输送机之间进行落底，每次落底200～300mm。

3）抬顶煤前，需加强煤体注水保证粘结度，减少割煤、拉架期间片帮、空顶现象的发生。

4）抬顶煤前，需人工打超前处理煤壁，在煤壁人工掏伸缩梁窝，伸缩梁伸出后及时使用川杆、竹笆闭好，防止流煤造成空顶。

5）移架时要带压擦顶移架，移架时伸缩梁缓慢收回，与支架平行作业。

6）采煤机割煤时，应降低滚筒高度割底煤，在保证前部刮板输送机能正常推出的情况最大限度割底煤，采煤机割煤需提前处理煤壁保证割煤期间不收回护帮板煤机能正常通过，同时在采煤机割煤后如出现片帮、漏顶现象及时使用竹笆、川杆护帮。

7）采煤机割煤后开始进行移架作业，在拉架过程中应降低支架高度，使拉架后高度保持在2.0～2.2m。

8）拉架时，应将支架底座下扎，保持在0.2～0.3m，溜子下扎角度与支架底座需保持一致，角度不得过大，防止溜子下扎严重无法推出。

9）拉架后，及时对流煤、漏顶地段进行闭帮，之后继续掏梁窝人工处理煤壁，以此方法进行循环施工。

10）在抬顶煤期间，需不断探底煤厚度，人工落底找底减少底煤损失。

11）抬顶煤期间，一次抬顶煤在0.3～0.4m，拉架期间尽量带压移架，减少流煤现象的发生。

六、放顶煤工艺

1、顶煤在4m以上时逐架放煤，每次开一个放煤口，自上而下进行放煤工作，分4轮进行。

（1）首轮放煤时只需松动支架后插板，放支架顶部0～1.3m煤层，放煤时间以1～2min为宜。

（2）第二轮放煤工作，放支架顶部1.3m～2.6m煤层，放煤时间以1～2min为宜。

（3）第三轮放煤工作，放支架顶部2.6m～3.6m煤层，放煤时间以1～2min为宜。

（4）最后一轮放煤时，放支架顶部3.6m以上带有矸石的混合煤层，将煤放净为止。

2、顶煤在4m以下时可隔架放煤，可开1～2个放煤口，两个放煤口之间相隔1～2架。

（1）首轮放煤时只需松动支架后插板，放支架顶部2m以下的煤层，放煤时间以1～2min为宜。

（2）第二轮放煤工作，放支架顶部2m～4m的煤层，放煤时间以1～2min为宜。

3、循环工序达到放煤步距、后部输送机正常运转后，开始放煤作业。

4、支架后尾梁高度距后部刮板运输机槽子上沿高度不得低于0.3m，放煤口与采煤机之间必须保持15m以上距离，放煤后将刮板输送机及支架之间浮煤清净。

七、回采工作面通风方式及合理性分析

工作面为全负压通风系统，采用一进一出的通风方式，及布置进风顺槽、回风顺槽。

根据矿井实际经验，采用此通风方式布置是合理的。

八、瓦斯灾害因素分析及防治

根据安全生产行业标准《矿井与其涌出量预测方法》（AQ1018*2016），采用分析预测法对本矿矿井瓦斯涌出量进行预测。

1.矿井历年瓦斯资料统计

2004年～2016年，矿井相对瓦斯涌出量为3.7～10.22m3/t.d，绝对瓦斯涌出量4.81～7.60m3/min，二氧化碳相对涌出量为1.82～3m3/t.d，二氧化碳绝对涌出量1.06～2.6m3/min，其中最大相对瓦斯涌出量为2009年10.22m3/t.d，最大绝对瓦斯涌出量为2008年7.60m3/min。

2.矿井瓦斯涌出分析

我矿的瓦斯来源主要为回采区、采空区、掘进区。

从附表3中可以看出，瓦斯涌出量：

回采区为39.69%，采空区为25.10%，掘进区为35.21%，采空区、回采区、掘进区的瓦斯涌出总量即是煤层、水平的涌出量。

3.瓦斯涌出量结果

根据2016年矿井瓦斯涌出量测定报告，矿井绝对瓦斯涌出量5.53m³/min,相对瓦斯涌出量为6.22m³/t，根据现工作面瓦斯涌出情况分析，23302综采工作面绝对瓦斯涌出量最大2.48m³/min，瓦斯涌出较稳定。

4.瓦斯防治

矿井主动升级为煤与瓦斯突出矿井，采掘过程中未发生瓦斯动力现象，参照云盖山煤矿一矿，暂定云盖山煤矿二矿始突标高为-81m。

依据《河南省强化煤矿安全生产暂行规定》及《河南省煤矿防治煤与瓦斯突出十项措施》，按照“地质先行、区域预测、分类治理、连续验证，局部补充”的区域瓦斯治理思路，矿井瓦斯治理技术路线如下。

始突标高以浅

①掘进工作面施工顺层钻孔预测煤层瓦斯参数，不超过“双六”指标时，执行区域验证进行掘进，超过“双六”指标时，工作面停止掘进，施工底板抽放巷，利用底板抽放巷施工穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施，进行消突并实现抽采达标。

②采煤工作面利用上、下顺槽施工顺层钻孔预测煤层瓦斯参数，不超过“双六”指标时，利用上、下顺槽施工顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯加强措施，超过“双六”指标时，利用上、下顺槽施工顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施，进行消突并实现抽采达标。

始突标高以深

掘进工作面采用底板抽放巷施工穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施，进行消突并实现抽采达标；采煤工作面采用顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施，进行消突并实现抽采达标。

九、煤层、自燃发灭火灾害因素分析及防治

根据2014年4月10日洛阳正方圆重矿机械检验技术有限责任公司检验报告为自燃倾向等级为Ⅲ类，不易自燃。

矿井自建矿以来未曾出现煤层自燃和着火现象。

煤层引起火灾的火源主要有：

机电设备失爆、机电设备发热、明火等。

火灾防治：

1、井下各采掘地点必须建立完善的消防管路系统，消防管路的铺设要符合《煤矿安全规程》规定。

2、综采工作面回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭，掘进盲巷不再用时，必须及时打设密闭，密闭打设的位置和质量必须符合要求。

3、每一入井人员必须携带一盏防爆矿灯与一台自救器，不合格的矿灯与自救器不准入井使用；严禁在井下拆卸修理、敲打、撞击矿灯与自救器。

4、加强火工用品管理，每周组织对井上下炸药、雷管进行一次全面检查，火工用品的管理单位每旬将药库炸药、雷管库存量、用量上报矿长、总工及保卫科。

5、井口检身工必须坚守工作岗位，履行职责，严禁入井人员带易燃易爆物品和烟草下井，杜绝穿化纤衣服人员入井。

严禁携带能产生明火的非生产性器具下井。

6、井下各硐室必须使用不燃性材料支护。

井下胶带输送机机头前后20米范围内必须用