4、煤的风化氧化
3号煤层埋藏较深，井田内无露头及风氧化现象。
2.2 矿井主要灾害因素及安全条件
2.2.1 瓦斯
根据山西省煤炭工业局文件晋煤瓦发【2013】305号《关于晋城市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，该矿瓦斯绝对涌出量为13.15 m3/min，瓦斯相对涌出量15.39 m3/t；回采瓦斯最大绝对涌出量2.54m3/min，掘进瓦斯最大绝对涌出量0.49m3/min；二氧化碳绝对涌出量为1.82m3/min ，二氧化碳相对涌出量2.13 m3/t。批复矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井。
矿方委托煤炭科学研究总院沈阳研究院对3号煤曹沟村压煤区（即五采区）区域瓦斯含量进行了预测：回采工作面瓦斯最大绝对涌出量21.00m3/min，单个掘进瓦斯最大绝对涌出量2.45m3/min；矿井最大相对瓦斯涌出量为34.62m3/t，最大绝对瓦斯涌出量43.71m3/min。永安煤矿在3号煤五采区生产时为高瓦斯矿井。
该矿北部和东北部的山西晋煤集团晋圣永安宏泰煤业有限公司属煤与瓦斯突出矿井，五采区为新布置采区，故矿方委托煤科集团沈阳研究院有限公司编制了《沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层区域煤与瓦斯突出危险性鉴定》，山西省煤炭工业厅以晋煤瓦发【2013】1545号文对该报告进行了批复：山西沁和能源集团有限公司永安煤矿3号煤层五采区在鉴定范围内突出危险性鉴定单项指标如下：瓦斯压力最大值为0.26MPa，煤层瓦斯放散初速度指标最大值为34.14，煤的坚固性系数最小值1.43，煤的破坏类型最大为II类；根据单项指标判定永安矿3号煤层五采区剩余开采区域鉴定范围内埋深283.16m以浅区域无煤与瓦斯突出危险性，永安矿3号煤层五采区剩余开采区域（五采区埋深均小于283.16m）鉴定范围内无煤与瓦斯突出危险性。
2.2.2 煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性
根据山西煤矿设备安全技术检测中心试验报告，报告编号为【2013】0502-MB-E0004：3号煤层火焰长度为0mm，无煤尘爆炸性。
根据山西煤矿设备安全技术检测中心试验报告，报告编号为【2013】0502-MR-E0004：3号煤层煤的吸氧量为1.36cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅲ，不易自燃。
2.2.3 顶底板条件
3号煤层直接顶板一般为粉砂岩或泥岩，老顶为细砂岩。直接顶板为粉砂岩，开采后成片或成层冒落，老顶较稳定，一般不易冒落，直接顶板一般在开采后3~5天冒落，底板为黑色泥岩、砂质泥岩。据以往测试资料，直接顶板岩石硬度系数f为2—4；底板为2—3；煤层硬度为1—3。据2003年煤矿地质报告中3号煤顶、底板岩石力学性质采样分析，顶板粉砂岩自然抗压强度38.9Mpa，抗剪4.42Mpa，抗拉3.68Mpa/cm2；底板砂质泥岩自然抗压强度20.6Mpa/m2，抗剪4.35Mpa。
2.2.4 地温及地压
据对该矿井及邻近生产矿井调查，参考区域资料，3号煤层最高温度25.0°C，15号煤层为28.1°C，属地温正常区。恒温带深度一般为70m左右。
2.2.5 邻近矿井情况
北部和东北部的山西晋煤集团晋圣永安宏泰煤业有限公司开采3号煤层，属煤与瓦斯突出矿井，3号煤层无煤尘爆炸性，属不易自燃煤层；东南的山西沁和能源集团南凹寺煤业有限公司开采3号煤层，属高瓦斯矿井，3号煤层无煤尘爆炸性，属不易自燃煤层；西南的阳城芦河煤业有限公司张沟井口为关停矿井；西部的山西金海能源有限公司阳城大宁金海煤矿井田为筹建矿井。
2.3 矿井开拓系统
本次采煤机械化改造设计的可采区域为五采区，利用现有的开拓系统，仅设计布置五采区采区系统。
2.4 采煤方法及采区巷道布置
2.4.1 采煤方法的合理性分析
1.采区煤层开采条件
五采区开采3号煤层，煤层赋存及开采技术条件如下：
煤层厚6.23～6.66m，平均6.43m，煤层厚度大且稳定。该煤层位于山西组的下部，上距下石盒子组底K8砂岩33.48m左右。含泥岩或炭质泥岩夹矸1～4层，一般1～2层，夹矸单层厚度0.05～0.3m，结构简单—复杂。3号煤层为厚煤层，其煤层稳定性主要指标煤层厚度变异系数r=2.3%＜25%，辅助指标煤层可采性指数Km=1＞0.95，3号煤层为稳定可采煤层。煤层伪顶为薄层泥岩，厚度0～0.3m，随煤层采空而垮落；直接顶为黑灰色泥岩或粉砂岩，厚2.56～8.24m；老顶为砂质泥岩或中细砂岩，厚层状，厚4.24 m左右。底板为深灰、黑灰色泥岩或粉砂岩，含菱铁矿结核，厚约7.49m。3号煤层顶底板按工程地质分类属多层结构半坚硬岩组，由砂质泥岩、粉砂岩、煤层和细砂岩组成，强度低，具可塑性，遇水后具离层软化性能，属工程地质不稳定区。
3号煤属不易自燃煤层，煤尘无爆炸危险性，开采3号煤层为高瓦斯矿井。
2.采煤方法的选择
井田3号煤层赋存稳定，开采条件优越，为提高生产安全性，提升矿井资源回收率，提高矿井机械化程度，进一步改善矿井安全生产条件，晋城市煤炭煤层气工业局以晋市煤局行字【2014】25号《关于沁和能源集团有限公司永安煤矿采煤机械化改造项目立项的批复》，采煤方法仍选用倾斜分层、金属网假顶，下行全部垮落长壁采煤法，采煤工艺由高档普采升级改造为综采，开采3号煤层，按“一井一面”设计，能力与现生产能力保持一致，为60万吨/年。
2.4.2 采掘设备的安全性
回采工作面设计采用ZZP4400/17/35型铺网综采支架支护顶板，工作阻力为4400kN；工作面机头、机尾各采用三架ZZPG5000/17/35型过渡支架支护，工作阻力为5000kN。
五采区煤层倾角为3°~5°，生产过程中如出现工作面倾角过大，应采取调成伪倾斜等防滑、防倒措施。
2.4.3 采区巷道布置
参照太原正越工程设计有限公司编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿曹沟村压煤区采区设计》，结合矿方现有巷道布置情况，改造维修原副斜井井底至五采区的东西向旧巷作为3500轨道巷，利用已掘成的原3304运输顺槽作为3500运输巷，利用已掘成的原3304回风顺槽作为3500回风巷。在采区内，沿采区北侧采空区边界平行布置三条采区下山，自北向南依次为五采区回风下山、五采区运输下山以及五采区轨道下山，巷间距20m。工作面运输顺槽与五采区运输下山相通，工作面回风顺槽直接与五采区回风下山相通并通过联络巷与五采区轨道下山相通，形成综采工作面运输、通风、排水、供电及井下消防洒水等系统。
3500轨道巷：维修原有井田南部巷道，布置于3号煤层中、距煤层顶板1.5m，矩形断面，两帮采用料石墙，顶板采用12#矿用工字钢支护。巷道净宽3.6m，净高2.5m，净断面积为9.0m2。
3500运输巷：为已掘成巷道，北段为原3304下运输顺槽，南段采用新掘，沿3号煤层底板布置布置，采用梯形断面，12#矿用工字钢棚支护。巷道上净宽2.5m，下净宽2.9m，净高2.0m，净断面积为5.4m2。
3500回风巷：为已掘成巷道，北段为原3304下回风顺槽，沿3号煤层底板布置布置；南段与五采区之间的采空区段其巷道顶板距原采空区底板留设了不小于1米的顶煤；梯形断面，采用12#矿用工字钢棚支护。巷道上净宽3.6m，下净宽4.5m，净高3.0m，净断面积为12.15m2。
五采区回风下山：沿采区西北侧采空区边界布置于3号煤层顶板，采用矩形断面、锚网索支护，巷道净宽4.0m，净高3.0m，净断面积为12.0m2。
五采区运输下山：平行于采区回风下山20m（中-中）沿3号煤层底板布置，梯形断面，采用12#矿用工字钢支护。巷道上净宽3.5m，下净宽4.0m，净高2.8m，净断面积为10.5m2。
五采区轨道下山：平行于采区运输下山20m（中-中）沿3号煤层底板布置，梯形断面，采用12#矿用工字钢棚支护。巷道上净宽3.5m，下净宽4.0m，净高2.8m，净断面积为10.5m2。
上分层运输顺槽及回风顺槽：采用矩形断面、锚网索支护，巷道净宽4.0m，净高3.0m，净断面积为12.0m2。
下分层运输顺槽及回风顺槽：内错上分层顺槽5m布置，采用梯形断面、12#矿用工字钢棚支护，巷道上净宽3.5m，下净宽4.0m，净高2.8m，净断面积为10.5m2。
上、下分层工作面切眼采用梯形断面，12#矿用工字钢配DZ31.5单体支柱支护，巷道上净宽5.5m，下净宽6.5m，净高2.8m，净断面积为16.8m2。顶板及采空区侧帮部挂金属网，煤壁侧帮部挂尼龙编织网。下分层工作面切眼外错上分层切眼10m（中-中）布置。
工作面端头采用DZ31.5型单体液压支柱配合3.0 mπ型钢梁对梁支护。端头切顶采用密集柱切顶。
工作面顺槽超前不小于20 m范围内进行加强支护，上分层采用架设戴帽DZ31.5型单体液压支柱进行加强支护，下分层采用DZ31.5型单体液压支柱配套架木棚加强支护，保证安全出口畅通无阻。
2.4.4 竣工投产应具备的条件
矿井竣工投产时，主要完成五采区采区巷、3501上分层回采工作面顺槽及切眼等井巷工程。各井巷工程均应按照采煤机械化改造初步设计的要求按标准条件完成；
机电设备安装工程包括3501上分层回采工作面、采区永久避难硐室等设备安装工程。
2.5 顶板管理及冲击地压
2.5.1 顶板灾害防治及装备
1.影响矿山压力显现基本因素分析
3号煤层直接顶板一般为粉砂岩或泥岩，老顶为细砂岩。直接顶板为粉砂岩，开采后成片或成层冒落，老顶较稳定，一般不易冒落，直接顶板一般在开采后3~5天冒落，底板为黑色泥岩、砂质泥岩。据以往测试资料，直接顶板岩石硬度系数f为2—4；底板为2—3；煤层硬度为1—3。据2003年煤矿地质报告中3号煤顶、底板岩石力学性质采样分析，顶板粉砂岩自然抗压强度38.9Mpa/m2，抗剪4.42Mpa，抗拉3.68Mpa/cm2；底板砂质泥岩自然抗压强度20.6Mpa/m2，抗剪4.35Mpa。
该矿现开采山西组3号煤层，根据工作面开采顶板压力的检测工作资料，老顶初次来压步距30m左右，周期来压步距20m左右。
2.一般顶板冒落灾害的防治措施及装备
（1）回采工作面顶板管理
①支护方式
首采工作面为3501工作面，平均煤层厚度6.43m，上分层工作面长度130m，平均采高3.1m，循环进尺0.6m。最大控顶距4020mm，最小控顶距3420mm。设计采用ZZP4400/17/35型铺网液压支架82架和ZZPG5000/17/35型过渡支架6架支护顶板。
表2-5-1 工作面液压支架参数
ZZP4400/17/35 ZZPG5000/17/35
高 度 1700～3500 mm 高 度 1700～3500 mm
宽 度 1430～1600 mm 宽 度 1430～1600 mm
中心距 1500 mm 中心距 1500 mm
初撑力 3958 kN 初撑力 3958kN
工作阻力 4400 kN 工作阻力 5000 kN
对底板比压 1.84MPa 对底板比压 1.8MPa
支护强度 0.69~0.7MPa 支护强度 0.68MPa
支架泵站压力 31.5MPa 支架泵站压力 31.5MPa
②回采工作面支护强度验算
A.支护强度验算:
P=8hγ×g=8×3.1×2.7×9.8=0.656（MPa）
式中：——工作面上覆8倍采高岩石所需支护强度；
γ——上覆岩层平均容重，取2.7；
h——上分层工作面采高，3.1m；
g——重力换算单位，取9.8。
ZZP4400/17/35型铺网液压支架和ZZPG5000/17/35型过渡支架支护强度为均大于上述计算的0.656MPa，满足要求。
B.按最大控顶距验算
根据矿压理论，工作面支架承受的最大压力为4～8倍采高的顶板岩石的重量，现取8倍采高的顶板岩石重量计算：
中间支架：F=8×h×L控×b×γ×g=8×3.1×4.02×1.5×2.7×9.8=3956kN
式中：F——工作面上覆8倍采高岩石所需支撑阻力；
γ——上覆岩层平均容重，取2.7；
h——上分层工作面采高，3.1 m；
L控—工作面最大控顶距，取4.02m；
b——支架宽度，1.5m；
g——重力换算单位，取9.8。
过渡支架：F=8×h×L控×b×γ×g=8×3.1×4.62×1.5×2.7×9.8=4548kN
式中：F——工作面上覆8倍采高岩石所需支撑阻力；
γ——上覆岩层平均容重，取2.7；
h——上分层工作面采高，3.1 m；
L控—工作面过渡支架最大控顶距，取4.62 m；
b——支架宽度，1.5m；
g——重力换算单位，取9.8。
ZZP4400/17/35型铺网支架额定工作阻力4400 kN >3956kN；
ZZPG5000/17/35型过渡支架额定工作阻力5000 kN >4548kN；
根据以上计算，综采支架可满足回采工作面顶板支护要求。
（2）顺槽巷道掘进工作面支护
①支护方式
3501上分层工作面掘进顺槽采用矩形断面，锚网索支护。顶锚杆和帮锚杆均采用Φ20×2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为800mm×800mm；锚索布置于巷道顶板，采用Φ17.8×7200mm钢绞线锚索，排距为2.4m。
②临时支护
工作面最小空顶距100 mm，最大空顶距900 mm，在最大空顶距未进行永久支护前，必须采取临时支护
采用两根前探梁作为临时支护。每根前探梁用两个吊环与顶板固定，前探梁采用6.3kg/m的槽钢对焊制成，全长3.0m。吊环为20mm厚钢板加工制成的可调节吊环。前探梁最大控顶距离1.0m。
③交叉点支护
下分层巷道交叉点采用抬棚支护，上分层巷道交叉点采用加密锚杆、补打锚索支护。
（3）一般顶板冒落灾害的防治措施
A、回采工作面顶板安全技术措施：
（一）预防架前顶板漏冒的措施
①每天都应对液压支架进行检修，确保支架完好。
②采煤机司机要割平顶、底板，严格按照规程要求控制好采高，调节好支架中心距，达到“三直”、“二平”、“一净”、“两畅通”的要求。
③割煤后，支架工要追机拉架。支架工拉架到位后，应升紧支架，支架前梁接顶严密，及时打出护帮板。
④工作面在斜茬煤发育地段有片帮时，支架工要及时拉出超前架，并打出护帮板；当超前拉架后，仍不能控制顶板时，采用在支架顶梁上穿板梁进行顶板维护。
⑤架间距要均匀，偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角＜7°，支架歪斜度＜±5°，相邻支架间不能有明显错差（错差不超过支架侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm；大于200mm时，打出侧护板，必要时，在架间超宽处架板梁，并在板梁下打单体柱，要求一梁两柱，打好的单体柱用麻绳拴紧，麻绳一端拴于单体柱手把，另一端拴于支架上合适位置，打好的单体柱初撑力不小于90kN。
⑥支架工拉架要严格按照作业规程及操作规程进行操作，保证端面距不大于300mm，如果发生冒顶或片帮严重时，必须及时拉超前架支护顶板。
⑦如果顶板压力过大或有冒顶危险时，要超前拉架，如不能控制顶板时，可采用在顶梁上穿板梁进行顶板支护。
⑧工作面片帮严重和顶板破碎处要及时拉超前架，防止顶板冒顶漏矸。必要时，煤帮要打贴帮点柱，班长组织人员在支架顶梁上或架间架垂直工作面的板梁。
⑨工作面冒落面积较大时，要从两端向中间处理冒顶，可在支架顶梁上，垂直工作面架设板梁，架设时，要先停止闭锁采煤机、输送机后，敲帮问顶和找掉，同时派专人观山，并设专人操作支架，待顶板稳定后，将支架降下，作业人员应站在相邻支架前梁下，及时穿好板梁，板梁垂直于工作面煤壁，并在板梁上用背板、道木等构好顶后升紧，另一端紧靠煤帮在板梁下打点柱。
（二）防止工作面煤壁片帮措施
①割煤时，严格按作业规程规定，当顶板破碎时，必须割一架移一架。
②支架工与机组司机要配合好，当拉架跟不上机组时，必须停机。
③对于节、劈理发育地段及斜茬煤发育地段，要超前拉架，及时护帮。
④严格将采高控制在3.0—3.4m，同时保证端面距符合规定，不能超过300mm。
⑤因斜茬煤发育导致空帮处，必须采用割底刀的方式进行，同时超前拉架，以免片帮范围扩大。
（三）工作面初采顶板管理安全技术措施
①初采期间，支架工将支架升紧，保证支架支撑顶板压力均匀，接顶严密，护帮有力，初撑力符合要求。
②采煤机司机要割平顶、底板，严格按照规程要求控制好采高，调节好支架中心距，达到“三直” 、“二平” 、“一净” 、“两畅通”的要求。
③割煤后，支架工要及时拉架，并及时护帮，顶板破碎时，应超前带压拉架。
④加强工作面设备的检修与管理，以保证设备的正常运转。杜绝支架出现窜漏液及自动下降等现象，安全阀及其它部件要灵敏可靠。
⑤老塘悬顶面积较大而影响工作面风量时，通风部门要负责调节风量，同时加强瓦斯检查，防止瓦斯超限。
⑥加强两顺槽超前支护质量及数量，并保证安全出口畅通，单体柱支设要迎山有力，老顶初次来压时，可在两端切顶线处增设戗柱。
⑦班长、安检员要注意顶板和煤帮情况，发现顶板破碎、煤壁片帮严重，要及时组织人员进行维护，并派专人观山，确定安全后，方可组织人员重新生产。
⑧工作面初次放顶前，生产技术部门要在工作面设矿压观察点，对支架初撑力、工作阻力实行现场连续观察，并在井上通过电脑分析，及时向队组提供相关矿压情况，以有效指导工作面顶板管理，保证安全生产。
⑨超前支护的单体柱，必须打紧升直，初撑力不小于90kN，并用麻绳连锁防倒。
⑩工作面老顶初次来压期间，必须搞好工程质量和顶板管理。初次来压前，班长对本班顶板动态监测全面负责。
班长必须每班对工作面上、下顺槽支护及顶板动态情况进行巡回检查，每班检查两次，发现问题及时采取措施，若本班难以处理，及时向队值班室或调度室汇报。
