肥城新查庄煤矿安全程度评估报告.doc

一、矿井概况及年度生产情况山东新查庄矿业有限责任公司位于山东省肥城市石横镇境内，西南距石横镇4.3公里，东距肥城市26公里，距肥城矿业集团有限责任公司所在地17公里，交通十分便利。矿井所处周围区域为两面环山，北高南低，东高西低，向西南开阔的盆地。井田处于肥城煤田西北端。该井田地处北温带半湿润大陆性季风气候区，年内四季分明。年平均气温为13.5，最高气温39.6(1958年6月27日)，最低气温-18.5(1953年1月16日)，最大冻土深度4.8cm。年平均降雨量650mm，最高年降水量1082.7mm(1964年)，最低降水量336.1mm(1989年)，最大日降水量208.1mm(1973年7月)。历年雨季多集中于7、8、9三个月份。最大积雪深度为250mm，下雪降霜一般在每年的11月至次年的3月。年平均蒸发量1738.25mm，最大蒸发量2381.1 mm（1960年），最小蒸发量1196.6 mm（2008年）。本区多季节风，春秋夏三季以东南风为主，有时转北风，冬季以北风为主，年平均风力2.8级。井田内主井、副井、中央风井井筒地面标高均为+73.55m，北风井井筒地面标高为+81.0m。历史最高洪水位为+72.89m；井田北部（北风井处）的北大留村历史最高洪水位为+80.7m。该矿（原查庄煤矿于2009年3月27日改制成立）由华东煤炭设计研究院设计，1960年破土兴建，1968年4月建成投产，设计能力为年产60万吨。1972年与南部中高余小井合并生产，1977年产量达到132.75万吨，1988年10月煤炭部以<86>煤生字第720号文批准查庄煤矿矿井改扩建工程初步设计，设计生产能力150万吨/年，1988年动工，2003年竣工。2010年生产能力复核为110万吨/年。2010年实际原煤产量92.6万吨。2011年1-9月份生产原煤77.2万吨，全年预计产量106万吨。二、矿井灾害因素及安全开采条件（一）主要可采煤层赋存条件及储量该井田范围东以F3、F25断层，F3、F25之间以地面铁路专用线垂直划分与鑫国公司井田为界；西以F5断层为界；南上组煤至露头，下组煤以63水22、西检4、241、75水1四个地面钻孔孔口座标连线垂直划分与临沂矿业集团公司马坊井田为界；北以F1-2断层为界；东北以F7断层与白庄井田为界。 采矿许可证C；有效期限：2008年12月19日至2014年4月1日；20个拐点圈定了矿井边界，井田最大东西走向长度5.6km，平均走向长度4.25km，最大南北倾斜宽度4.8km，平均倾斜宽度3.67km，井田面积15.531km2。该区煤层均分布在山西组地层中部和太原组地层下部，含煤地层总厚度250275m，共含煤17层，总厚度16.34m；其中可采及局部可采煤层10层（12个分层），即1、2、3、3、4、5、6、7、8、9、10、10层煤，可采煤层总厚度为15.40m。目前开采煤层主要为上组煤2、3煤层，下组煤5煤层和7、8煤层局部试采（因底板承压水的影响）。2煤层煤厚01.85m，平均0.98m，煤层在靠近F42断层处变薄至0.70m，东北部变薄、尖灭。厚度变异系数39.8%，属不稳定煤层，煤层结构较简单，局部煤层中部含粘土质粉砂岩夹石一层，厚约0. 050.1m。下距3层煤约0.0112.1m，间距变化西小东大，深部北小南大。2煤层直接顶板为灰色粗粉砂岩，泥质胶结，具水平层理，团块状结构，厚度0.36.42m，平均2.92m，直接顶之上局部有一层厚约0.1m左右的煤线，顶板平整，裂隙发育中等，基本顶为灰白色中细砂岩，钙质胶结，含暗色矿物，初跨步距710m，为中等稳定顶板，来压明显，初压步距1020m，来压强度为级，周压步距510m。直接底板为灰色深灰色泥质粉砂岩，泥质胶结，含植物根部化石碎片，局部含菱铁矿结核。3煤层在F40断层以西，306孔、荣75-1孔及98孔以北为合并区，煤厚4.505.00m，其它块段为分叉区，分为3和3两个分层。3层煤分布于+10-750m，厚1.104.70m，平均2.20m；可采性指数0.97，厚度变异系数28.9%，属较稳定煤层；井田内 3层煤分布于+10-553m，厚0.403.05m，平均1.62m，可采性指数0.85，厚度变异系数32.0%，属较稳定煤层；3煤层和3煤层间距为020m，平均5.0m左右，西北小，东南大。3煤层结构较简单，煤层下部含02层粘土岩夹石，厚度为00.4m，平均0.1m左右；3煤层结构复杂，煤层上部含12层粘土质粉砂岩夹石，厚度一般为0.2m0.4m，夹石厚度西、南部小，东北部大；由于夹石厚度变化，井田东北部3层煤为三个分层，第一分层与第二分层间距为05.0m，第二分层与第三分层间距为0.21.2m，分层厚度均为0.41.0m。3煤层下距4煤层平均38.0m左右。3煤层顶板：在与2层煤合层区，直接顶板为灰深灰色泥质粉砂岩，在分层区3I层煤直接顶板为灰色粉砂岩、粉细砂岩互层和灰白色中细砂岩,厚度为2.012.1m，平均7.9m，顶板比较平整，裂隙发育中等。3煤层直接顶板为灰色粉砂岩、粉细砂岩互层,厚度为014.5m，平均5.0m，顶板比较平整，裂隙发育中等，节理发育，初跨距离515m，周期来压不明显，来压强度为级。合并区3煤层底板为泥质细砂岩，其下为灰白色中砂岩，含暗色矿物。分层区3层煤直接底板为粘土岩或泥质粉砂岩，团块状结构，组织致密，含植物化石，具可塑性，遇水变软造成支柱“钻底”，属类底板。 5煤层分布于-70-415m之间，区内仅在300m水平以上局部可采，煤厚0.181.44m， 平均1.07m。浅部个别钻孔煤厚1.60m1.80m。工业广场周围有较大块段不可采，属不稳定煤层，矿井南部-150m水平及-250m水平浅区域已采，-350m水平以上的，F42断层与F27断层之间的5500采区的5层煤已部分回采。煤层结构简单。上距4煤层为58.092.0m，平均72.0m左右。直接顶板为深灰色粉砂岩，泥质胶结，内含泥质或碳质植物化石碎片，厚度1.04.0m，平均1.5m，性脆易碎，具滑面，含黄铁矿及菱铁矿结核，节理比较发育，属中等稳定顶板，节理发育，易碎；初垮步距7m10m，为不稳定顶板；来压不明显，老顶的初次来压步距为17m25m，周期步距9m11m，来压强度为级。底板为灰色至深灰色粉砂岩，上部含泥质或钙质结核，中部具水平层理，内含暗色岩屑，以石英为主，下部有完好腕足类化石，厚度4.020.0m，平均9.5m。7煤层井田内全部可采，分布于-11-820m，煤厚0.702.25m，平均1.46m，属稳定煤层，新综6勘探线以西矿井西南部-400m以浅区域已采近半，其余全为保有部分。煤层结构较简单，煤层中部含一层稳定的灰褐色粘土岩夹石，厚度为0.050.4m，平均0.1m左右。该煤层上距6煤层为1225m，平均18.0m左右，下距四灰15.025.0m，平均20.0m左右。7煤层直接顶板为深灰色粉砂岩，泥质胶结，结构致密，上部具砂粉互层，断口平坦，具水平层理，含植物化石碎片和黄铁矿，下部含菱铁矿结核及腕足类化石，厚6.024.0m，平均12.0m，性脆，较平整，垂直节理及裂隙发育，来压强度为一级，属中等稳定顶板。基本顶板为中细砂岩，较坚硬，属类顶板，初垮步距为1018m，初压步距为1520m，周压步距为815m。采用垮落法管理。直接底板为粉砂质泥岩，厚0.957.82m，平均5.0m；致密性脆，强度较低，属类底板。8煤层井田内属于全部可采煤层，分布于-32-900m，煤厚0.732.98m，平均1.90m；属稳定煤层。煤层结构较简单。 8层煤直接顶板为灰色四灰，质较纯，厚层块状结构，下部含燧石有丰富纺锤虫化石，体型大保存完好，厚3.07.96m，平均5.0m ，岩性坚硬，底面凹凸不平，垂直裂隙较发肓，常常形成复合顶板或二合顶，属非常稳定顶板。裂隙发育，大面积悬露不易冒落。初垮距离18m20m，为中等稳定顶板，周压步距9m12m，来压强度为级。一般不自行垮落，往往只缓慢下沉，采用冒落法管理顶板。8层煤直接底板为灰色深灰色粉砂岩，无层理，底板含小球状结核和带状黄铁矿，厚度为4.68.2m，平均6.0m，局部有薄层粘土岩，属类。截止2010年12月底矿井保有资源储量12919.7万吨（见分煤层分煤类资源储量统计表）其中：储量603.5万吨 (111)： 271.1万吨；(122)：332.4万吨；基础储量：1411.6万吨 (111b)：746.8万吨；(122b)：664.8万吨；资源量：11508.1万吨 (331)：5698.5万吨；(332)：1211.5万吨；(333)：4598.1万吨。（二）水文地质该井田主要含水层：第四系砂礓层、山西组砂岩、太原群第一、二、四层灰岩、九煤层顶板泥灰岩、本溪群五层石灰岩、奥陶系石灰。第四系：厚7.5m112m,平均35m,以砂质粘土、粘土质砂砾、粘土砂礓层等为主要成分，上部有含水砂礓层，富水中等，下部有22.530m的粘土层，具有良好的塑性和隔水性，基本隔绝了大气降水、地表水、孔隙水、裂隙水的下渗，经四十余年的开采证实，对矿井生产影响不大。山西组砂岩：为2煤层、3煤层顶底板岩性，2煤层顶板砂岩厚2.04.5m，底板砂岩厚5.5214.50m，平均6.84m。 3煤层顶板砂岩厚2.2220.61m，平均7.00m，底板砂岩平均厚4.80m，总厚14.5444.41m，平均21.89m。这些砂岩分布普遍稳定，裂隙、节理比较发育，含孔隙裂隙水，为开采2、3煤层时矿井充水的主要含水层，其中以第3煤层上部的老顶中砂岩含水较大，单位涌水量0.（63水20）0.425（199孔）L/s·m。水质主要为重碳酸氯化物钠钙水，局部为氯化物重碳酸钠钙水，矿化度0.410.902g/L。水位在原始自然状态为+65.63m，对矿井充水影响不大,随采掘工程下移可自行疏干。第一层石灰岩（一灰）：厚1.03.6m，平均2.01m，富水性小，开采过程中最大水量为61.4m 3 /h。第二层石灰岩（二灰）：厚1.02.92m，平均2.0m，为6层煤直接顶板，岩溶裂隙不发育，单位涌水量为0.（63水20）0.044L/s·m（西检4），开采过程中最大水量10m3/h(1984年12月2日7101机巷钻孔探6层煤厚度时，水量二天后减少为2m3 /h)，可疏干，对矿井充水无大影响。第四层灰岩(四灰)：厚37.96m，平均5.5m，为8煤层直接顶板。上距7煤层14.5125.98m，平均20.6m；下距五灰2543.38m，一般为3436m。-50m水平以上，裂隙溶洞较发育，富水性较强，-50m以下，岩溶逐渐不发育，富水性也逐渐减弱，且不均一。但是个别区域岩溶裂隙发育，在8603泄水巷、-450m泄水巷、-450m水文补勘巷沿8层煤掘进揭露四灰裂隙宽度115cm，均为干裂隙。单位涌水量为0.00025（63水5）1.11L/s·m（63水4）。开采-250m水平以下的7层煤时，多个工作面发生底板出水，且个别工作面出水量较大。局部存在着五灰的垂向或侧向补给，使四灰含水层部分块段水文地质条件复杂化。四灰水属重碳酸氯化物钙水。九煤层顶板泥灰岩：厚02.88m，平均1.20m，不稳定，是9煤层直接顶板，补给条件差，富水性弱，单位涌水量0.152L/s·m，对矿井充水影响不大。第五层石灰岩(五灰)：厚5.510.58m，平均8.7m，上距8煤层22.543.18m，平均3234m；距9煤层16.933.02m，平均24m；上距10煤层1437m，一般1620m；下距奥灰1.4114.54m，平均10m左右，为灰色质纯致密厚层状细粒结晶灰岩，岩溶裂隙发育，富水性较强，水质类型属重碳酸氯化物钙镁水。因迳流条件、构造等因素的影响，富水性不均一，具有明显的块段性和垂直分带性，靠近井田东边界五灰富水性相对中部强，西部边界在南北的中部块段五灰富水性相对较强；一般向深部岩溶发育趋于减弱，富水性呈浅大深小，但个别地段仍存在富水区。由于五灰和奥灰间距小，受断裂构造发育的影响，水力联系十分密切，水质、水位动态与奥灰基本相同，为煤系底盘主要含水层。随着开采标高的降低，矿压对底板破坏深度加大，在综合因素影响下更易发生底板突水，直接威胁着下组煤7、8、9、10煤层的开采。奥陶系石灰岩（奥灰）：为煤系地层底盘强含水层，厚约800m，岩溶发育不均匀，具有成层性。根据岩性、化学成分、岩石结构、可溶性及富水性，并结合沉积特征,可将奥灰划分为8个含水层段，其中最上一个含水层段含水量最为丰富，直接与矿井充水有关。由于地表出露广泛，直接接受大气降水的补给，因构造作用，奥灰水极易以水平或垂直方式补给五灰，二者水力联系密切，为主要水源补给层。奥灰是威胁下组煤开采的主要含水层。 根据2011年生产矿井地质报告预测-350m水平 至-650m水平3煤层砂岩水涌水量为46m3/h96 m3/h。-250m水平正常涌水量263m3/h，最大涌水量预计为595 m3/h。350m水平正常涌水量为558m3/h，最大涌水量预计为2037 m3/h。-550m水平正常涌水量420 m3/h，最大涌水量为1190 m3/h。自生产以来矿井涌水量最大达到2990m3/h，正常涌水量840m3/h。按照2009年12月1日国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局下发的煤矿防治水规定上组煤水文地质类型为中等型，下组煤水文地质类型为极复杂型。（三）矿井瓦斯该井田开采煤层的煤种为气肥煤，属中等变质程度的煤种。与瓦斯含量相关的指标含碳量一般为82.583.9%；挥发份为37.4947%。理论上分析煤层中的瓦斯含量应该是比较高的，但根据日常监测与鉴定结果看，瓦斯含量（瓦斯涌出量）并不高，初步分析主要原因是地质构造（主要指断层）及地下水径流活动的影响，从而构成了煤层中瓦斯早期运移与排放的良好条件。根据井田勘探时期钻孔取样瓦斯分析，矿井各煤层处于瓦斯风化带瓦斯含量较低。对未来安全生产不会产生大的影响根据2010年山东省煤炭工业局鲁煤安管【2010】208号文件瓦斯鉴定结果审查意见，该矿井相对瓦斯涌出量为0.60m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.86m3/min。矿井相对二氧化碳涌出量为6.00m3/t,绝对二氧化碳涌出量为8.62m3/min。矿井瓦斯等级定为低瓦斯、低二氧化碳矿井。（四）煤尘爆炸危险性根据煤炭科学研究总院重庆研究院2007年9月12日煤尘爆炸性鉴定报告：2煤层火焰长度为390 mm，煤尘爆炸指数37.49%,具有煤尘爆炸性；根据山东泰山矿产资源检测研究院2010年2月10日煤尘检测报告：该矿井3、4、5、7、8煤层火焰长度分别1300mm、1400mm、1200mm、1200mm、1400mm，煤尘爆炸指数分别为42.27%、45.37%、47.00%、40.61%、39.07%；各煤层均具有煤尘爆炸性。（五）煤层自然发火根据煤炭科学研究总院重庆研究院2007年9月12日煤尘爆炸性鉴定报告：2煤层为二类自燃，自然发火期为6-12个月。根据山东泰山矿产资源检测研究院2010年2月10日煤尘检测报告：该矿井3、4、5、7、8煤层均为二类自燃，自然发火期为6-12个月。（六）地温该井田开采范围位于地壳浅部增温带内，受地表温度影响不大。地表年平均气温+13°C左右，井下温度在+1721°C。现开采深度为200800m 左右，随开采深度增加，温度略有升高；地温梯度为1°C/100m。恒温带温度为17°C，恒温带在40m左右。现井下无地温异常现象。（七）地压2煤层初次来压步距1525m，周期来压步距510m。采煤工作面直接顶初垮时来压显现明显，初次来压显现明显，对工作面的安全程度危害较大；周期来压显现不明显，对工作面的安全程度危害较小。3煤层初次来压步距2030m；周期来压步距1015m。工作面直接顶初垮时来压显现明显，对工作面的安全程度危害较大，初次来压显现明显，对工作面的安全程度危害较大；周期来压显现不明显，对工作面的安全程度危害较小。3煤层初次来压步距1420m；周期来压步距510m。工作面直接顶初垮时来压显现不明显，对工作面的安全程度危害小；初次来压和周期来压显现明显，对工作面的安全程度危害较大。5煤层初次来压步距1520m；周期来压步距510m。工作面直接顶初垮时来压显现不明显，对工作面的安全程度危害小；初压、周压时来压显现不明显，对工作面的安全程度危害较小。7煤层初次来压步距1520m；周期来压步距815m。工作面直接顶初垮时来压显现不明显，对工作面的安全程度危害小；初压、周压时来压显现不明显，对工作面的安全程度危害较小。8煤层初次来压步距2535m；周期来压步距1115m。初压、周压时来压显现明显，对工作面的安全程度危害较大。该井田范围内开采煤层无冲击地压危害。三、矿井各生产系统情况（一）矿井开拓与开采系统1、矿井开拓方式该矿开拓方式采用立井多水平开拓方式，目前有四个立井筒，分别是：主井（直径4.6m）、副井（直径6.0m）、中央风井（直径4.5m）、北风井（直径5.0m）。矿井分为三个水平：即-150m水平、-350m水平和-550水平。井底车场设在-250m水平，-250m水平为辅助水平。矿井目前-150m水平已回采结束，-350m水平为主要生产水平，-550m水平为开拓延伸水平。矿井目前主要开采3、3、5煤层，现有二个生产水平（-250m和-350m水平）和三个生产采区（3900采区、3II900下部采区和南风井5层煤柱），-550m水平正在开拓。2、采煤工作面工艺及装备采煤工艺为综采和高档普采，采煤工作面均采用走向长壁后退式采煤法，自然垮落法管理顶板，目前有三个回采工作面生产，其中两个综采工作面（3II915采煤工作面、南风井5层2#外面），一个高档普采工作面（3II9006采煤工作面）。31236采煤工作面采用MG250/600-AWD1型电牵引双滚筒采煤机落煤、装煤， SGZ730/400型中双链刮板输送机装煤、运煤， ZY58001432型掩护式液压支架支护顶板，端头支护采用ZYG6000/16/34型过渡型支架。3II915采煤工作面采用MG2×160/710WD型电牵引双滚筒采煤机落煤、装煤，SGZ730/400型中双链刮板输送机装煤、运煤， ZY4600/12/26型掩护式液压支架支护顶板，端头支护采用ZYG4800/12/26过渡型支架。南风井五层2#采煤工作面采用MG100/238-WD型电牵引双滚筒采煤机落煤、装煤，SGZ630/150型中双链刮板输送机装煤、运煤， ZY26000714型掩护式液压支架支护顶板，端头支护采用ZYG2800/09/20过渡型支架。两巷超前支护采用四路或三路铰接顶梁棚支护顶板，顶梁棚由DZ系列或DW系列配合HDJA-1200型金属铰接顶梁组成。3II9006#采煤工作面，采用高档普才工艺回采，使用MG-150TW型无链牵引单滚筒采煤机落装煤，SGW-150C型可弯曲刮板输送机运煤，DZ系列单体液压支柱与HDJA（B）-1000型金属铰接顶梁配套形成齐梁齐柱正悬臂铰接顶梁棚支护顶板，两端头采用不少于6架完整的DJAS-1000型双楔调角定位顶梁进行支护。两巷超前支护采用HDJA（B）1000型金属铰接顶梁和DZ系列单体液压支柱以及直径250mm的铁鞋配合进行超前支护。使用综采工艺和高档普才工艺，顺槽内均采用SGW-40T型刮板输送机和SPJ-800型吊挂式胶带输送机联合运煤。SGW-40T型刮板输送机溜槽加装挡板后运输能力为280t/h，SPJ-800型吊挂式胶带输送机运输能力为350t/h3、掘进工作面个数及装备掘进工作面工艺为炮掘和综掘，2011年6月份新装备一套EBZ-160二代型综掘机。目前有10个掘进工作面，其中9个炮掘工作面，一个综掘工作面。采用EBZ-160型综掘进机施工，采用DSJ-800/2×55KW皮带输送机配合SGW-40T刮板输送机运输。DSJ-800/2×55KW皮带输送机运输能力为350t/h，配合SGW-40T刮板输送机运输能力为250t/h。炮掘掘进工作面使用ZY-24型和YT-28型风动凿岩钻机凿眼，每个掘进工作面配备3部，掘进区队目前使用有48部；采用MQT-90或 MQT-130/3.2型锚杆机，每个掘进工作面配备2部，矿井掘进区队目前使用的有32部。同时每个掘进工作面配备ZQS50/1.6S型手持式风煤钻3部，作为掘进工作面的巷帮锚杆锚注设备，矿井掘进区队目前使用的有48部。使用P-15B型耙装机装岩的炮掘工作面；采用调度绞车（JD-1型、JD-2型、JD-2.5型）配合1吨矿车运输。4、巷道支护形式及方法工作面顺槽断面为梯形或矩形，支护形式为11号矿用工字钢梯形棚和锚网（索）支护。开拓、准备巷道断面为矩形或直墙半圆拱形，采用锚网（索）和锚喷支护。（二）、矿井通风系统矿井通风方式为混合式。副井进风，中央风井和北风井回风。矿井计算需要风量8317m3/min，总进风量8549m3/min，总排风量8817m3/min，矿井负压1913Pa，等积孔4.00m2。中央风井装备两台型号为BDK-8-20的对旋轴流式通风机(一台工作，一台备用)，配备YBF315L2-8、2×110kW 电动机，转速为740r/min。额定风量2520-4800m3/min中央风井风机总排风量为3453m3/min，有效风量率为87.3%，漏风率为2.5%，负压为1156Pa，等积孔为2.01m2。北风井装备两台型号为G4-73-1128D的离心式通风机(一台工作，一台备用)，配备JS1512-12、330kW电动机，转速为490r/min。额定风量5719m3/min，北风井总排风量为5364m3/min，有效风量率为87.4%，漏风率1.9%，负压为2401Pa，等积孔为2.17m2。（三）粉尘灾害防治系统该矿地面污水处理站的两个配水池作为井下防尘供水池（容量1100m3）防尘管路系统：地面污水处理站副井井筒（159mm）-250m水平井底车场（108mm）-250m水平集中下山（108mm）-350m水平东西大巷（108mm）各生产采区（89mm）各采掘工作面（50mm）。主要运输巷、皮带输送机巷道、斜井与平巷、采区上下山、采区运输巷与回风巷、采煤工作面进回风巷、掘进巷道、煤仓放煤口、溜煤眼放煤口、卸载点等地点都敷设防尘管路，并安设支管和阀门。井下皮带巷的管路每50m设一个三通阀门，其它巷道的管路每100m设一个三通阀门。采掘工作面实行长、短臂煤层注水。采煤机安装内外喷雾装置，截煤时喷雾降尘，内喷雾压力不小于2MPa，外喷雾压力不小于4MPa，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不小于8MPa，无水或喷雾装置损坏时必须停机，综采工作面液压支架安设架间喷雾，降柱、移架同步喷雾；工作面进、回风巷安设风流净化水幕，并与采煤机实现联动。掘进工作面湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、放炮使用水炮泥、爆破喷雾、装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。各运煤转载点、卸载点安设了防尘喷雾装置。（四）瓦斯防治系统矿井装备1套KJ76N型安全监测监控系统，采掘工作面分别安装了瓦斯、一氧化碳、温度等传感器，具有瓦斯浓度显示、自动报警、自动断电功能；配有AQG-1型光学瓦斯检查仪52台，配备7名专职瓦斯检查员。DYW-50型多种气体检测仪10台，便携式瓦斯报警仪380台，矿长、技术负责人、爆破工、流动电工、采掘区队长、通防科长等下井携带便携式瓦斯报警仪。矿井建立了瓦斯巡检系统，同时建立“一炮三检”、矿长、技术负责人瓦斯日报审查、启封密闭排放瓦斯和瓦斯隐患排查等制度。矿井成立了通风专业机构。全矿井配有ZH-30D型隔绝式化学氧自救器共3000台。其中使用2600台。（五）防灭火系统矿井的防灭火系统地面设有注浆站。现有两套注浆防灭火系统，一套为北风井注浆站防灭火系统，服务于-350m水平的防灭火注浆；另一套为矿内注浆站防灭火系统，服务于-250m水平的防灭火注浆。两注浆站均采用NL-24型制浆机制浆，NBB-250/6型4台泥浆泵向井下送浆，井上、下用57mm的注浆管路连接采空区。防灭火材料以粘土为主。采空区密闭采用“双墙夹黄土”配以MEA煤矿防灭火剂进行封堵。2004年安装了淄博祥龙测控技术有限责任公司开发生产KSS-200型煤矿束管监测系统。束管16芯，采样控制、气体分析、数据采样、数据分析、打印输出6个部分组成。矿井地面设有机房，配备专职值班人员，并成立了一支有由技术人员组成的安装、维护队伍，具体负责系统的安装、维护、保养和设备的维修，建立健全了一套完整的管理制度和考核办法。对-350m水平上、下组煤的主通道网络敷设，共安设6个分路箱，监测15个地点。（六）防治水系统矿井主、副井口标高均为+73.55m，历史最高洪水位为+72.89m。矿井有三个主排水泵房，分别为-250m水平中央泵房、-350m水平中央泵房、-550m水平中央泵房。-250m水平中央泵房内外环水仓总容积为3858m3，该水平正常涌水量为263m3/h，最大涌水量为534m3/h。安装D280-43×9型水泵3台，额定排水能力每台280m3/h， 配备JS1410-4型500KW电机，D450A-60×6型水泵5台，额定排水能力每台450m3/h，配备JSQ158-4型680KW电机，安设325mm排水管路1趟，377mm排水管路2趟，分别经副井和钻孔排至地面。该泵房总装机排水能力为3090m3/h，-350m水平中央泵房内外环水仓总容积为10863 m3，该水平正常涌水量为558m3/h，最大涌水量765m3/h。安装D500A-57×8型水泵8台，额定排水能力每台500m3/h， D450-60×8型水泵两台，额定排水能力每台450m3/h，配备JS1512-4型1050KW电机，目前安设402mm排水管路4趟，325mm排水管路1趟，分别经副井和排水钻孔排至地面。该泵房总装机排水能力为4900 m3/h.-550m水平中央泵房内外环水仓总容积为7680m3，该水平目前正常涌水量为5m3/h，预计最大涌水量为420m3/h。安装有MD450-60×5型水泵3台，额定排水能力每台450m3/h，配备YKK4502-4型560KW电机，MD420-90×8型水泵4台，额定排水能力每台420m3/h，配备YKK5602-4型1400KW电机，安装两趟377mm排水管路经排水钻孔排至地面，两趟377mm排水管路经-550m水平管子道排至-350m水平水仓。该泵房总装机排水能力为3030 m3/h。矿井主排水泵房均具备两个安全出口，一个通到井底车场设有防水闸门，另一个通过管子道通到井筒。各泵房均具备工作水泵、备用水泵和检修水泵，排水管路均具有工作和备用管路，排水水仓均有主、副水仓。矿井配备了SGZ-IB150型坑道钻机12台。防水煤(岩)柱留设符合设计要求。（七）矿井提升系统1、主井提升系统主井担负提煤任务，井筒直径4.6米，安装一部2JK-3.5/11.5B型提升机，配套电机规格型号为2台YR800-10/1180、6000V、800KW交流电动机，电控采用金属电阻切换PLC控制JTDK-Z型电控系统，供电方式采用双回路供电，提升钢丝绳规格型号为：6×25Ts(3/9BR)+12+12+1FC-41mm,长度为420米，最大提升速度为9.449m/s，提升容器为一对8吨单绳垂直平板闸门侧卸式箕斗，井筒罐道采用球扁钢组合钢罐道，型号：180×200×12000mm，采用立井单绳缠绕式箕斗提升。主井井架采用金属钢结构井架，高度36米，装备TSM4000/25型天轮，井筒敷设2路高压供电电缆型号：YJV42-6kV-3×185mm2 、YJV42-6kV-3×185mm2,一趟压风管159mm。提升机安全保护装置运行正常。信号采用转发方式系统符合规程要求。2、副井提升系统副井井筒直径6米,担负全矿矸石、物料、人员和设备的提升任务。副井安装JKM-3.25/4(I)-FZ型多绳摩擦轮提升机，配套电机规格型号为Z560-3A、660V、800KW直流电动机，采用GDGK1/6/2/4型一吨矿车双层四车罐笼提升，采用可控硅PLC控制ZTDK-ZN-ZKT型电控系统，双回路供电，提升钢丝绳型号为6× 25Ts(12/12/1)BR(6/1)+FC-32mm,长度为375米，尾绳型号为：8×4×9-147×24，最大提升速度为7.399m/s。井筒装备，一趟供水管路159mm，一趟供风管路159mm，4路高压供电电缆、金属式梯子间，5路排水管路，其中2路直径325mm，3路直径402mm，副井井架采用砼结构井架，高度37.9米。矿车型号MGC1.1-6。井口、井底设四角稳罐道，井架上部和井底下部分别设有过卷(过放)缓冲装置，防撞梁及FHT型弹性防撞梁及缓冲托罐装置。提升机安全保护装置齐全。（八）矿井运输系统1、原煤运输系统3915采煤工作面MG2×160/710WD型采煤机-40T刮板输送机-SPJ-800皮带输送机-350m水平北翼3#强力皮带机型号规格：DX3型-350m水平北翼2#强力皮带机型号规格：DX3型,-250m水平北翼1#强力皮带DX3-1000mm；倾角08.9°；输送带长度890-主井底煤仓-主井箕斗-SPJ-800地面上仓皮带-地面煤仓。39006#采煤工作面SGW-150TW型采煤机组-40T刮板输送机-SPJ-800皮带输送机6部-350m水平北翼3#强力皮带机型号规格：DX3型-350m水平北翼2#强力皮带机型号规格：DX3型,-250m水平北翼1#强力皮带DX3-1000mm；倾角08.9°；输送带长度890-主井底煤仓-主井箕斗-SPJ-800地面上仓皮带-地面煤仓。南风井五层2#面采煤工作面MG100/238-WD型采煤机组-40T刮板输送机-SPJ-800皮带输送机-250上仓皮带-主井底煤仓-主井箕斗-SPJ-800地面上仓皮带-地面煤仓。2、轨道运输系统-250m水平运输大巷，副井底车场由一台ZK7-6/250架线电机车，钢轨为22kg/m。-350m水平为主生产水平，由轨道暗斜井和人车暗斜井联接-250m水平并分别担任轨道运输和人员运送任务，-350m水平运输大巷由三台ZK7-6/550架线电机车，钢轨为30kg/m。-250m水平集中下山长550m，坡度8-110，安装2JKB-2×1.25型提升机一台，配JBR0400L-8、160KW交流电动机，采用ZJJB型变频控制系统，提升钢丝绳型号为6V×19+FC-22mm,长度为1000米，一吨矿车五个串车提升。-550m水平轨道下山绞车型号2JKB-2×1.3，电机型号：YB400S；功率：220KW；采用ZJJB型变频控制系统；减速机型号： NBD630，减速比：20, 钢丝绳型号：6V×19+NF-24mm。3900采区上下山安装JD-1-11.4KW、JD-1.6-25KW、JD-2.5-40KW调度绞车。31200东翼采区上下山安装JD-1-11.4KW、JD-1.6-25KW、JD-2.5-40KW调度绞车。3、运送人员系统-250m水平人行下山、31200东翼采区人行下山、三水平人行下山共安装RJY系列架空乘人装置4部，担负-250m水平和-350m、-550m水平间的人员提升任务。钢丝绳型号为6×19S+NF-21.5mm，下山倾角12度，运送距离550米。东翼采区一节下山钢丝绳型号为6×19S+FC-21.5mm，下山倾角12度，运送距离650米；二节下山钢丝绳型号为6×19S+FC-21.5mm，下山倾角8度，运送距离600米。-550m水平人行下山钢丝绳型号为6×19S+FC-24mm，下山倾角17度，运送距离750米。（九）电气系统1地面供电该矿地面设有35kV变电所和6kV配电室。35kV变电所电源双回路供电，一回路电源查庄线引自泰安电业局桃园220KV变电站,架空线路型号规格为35kV LGJ-240-13.5(Km),架设方式为单杆架设；二回路电源国查线引自国庄矿35kV降压站,架空线路型号规格为35kV LGJ-150-3.5(Km),架设方式为单杆架设；正常运行方式为：查庄线运行，国查线带电备用。35kV变电所共设变压器4台，一台为SF9-16000/35，一台为SF11-16000/35；其中1#主变运行，2#主变备用。地面工广供电系统引自35kV变电所低压室，低压室内设有两台S11-400/6、6/0.4kV、400kVA低压变压器分段运行。配CBZ-8000微机变电站综合自动化监测监控保护装置。为防治谐波对供电系统的影响35kV变电所采用并联补偿电容器的方法。6kV配电室电源有两条回路，查庄6Kv一回路来自国庄35kV降压站，架空线路型号规格为6kV GJ-150-2.3(Km),架设方式为单杆架设；二回路来自国庄35kV降压站，架空线路型号规格为6kV LGJ-150-1.95(Km),架设方式为单杆架设;作为矿井保安供电线路。6kV配电室和35kV变电所之间用两回路YJV22-6kV-3×185mm2电缆联络。2、井下供电该矿下井供电电缆共八趟，供电电压均为6kV等级；35kV变电所下井电缆通过副井筒六趟，6kV配电室下井电缆通过主井筒两趟；井下共设3个中央变电所（-250m、-350m、-550m水平中央变电所），5个采区变电所，2个配电室，2个移动变电站。-250m水平中央变电所电源引自地面35KV变电所，电缆型号YJV42-6kV-3×185mm2,使用双回路供电。安设2台KBSG-315/6型干式变压器，GCKY-1型高压开关柜供40台，主要供主井底变电所一二回路、5100变电所一二回路、水泵启动电源、变压器电源。-350m水平中央变电所电源引自地面35KV变电所，电缆型号YJV42-6kV-3×185mm2,使用双回路供电。安设2台KBSG-315/6型干式变压器，KYG-3Z-02型高压开关柜共48台，主要供71000变电所一二回路、-350m水平石门皮带配电室、水泵启动电源、变压器电源。-550m水平中央变电所电源引