上综放工作面采煤作业规程.doc

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1、1118上综放工作面采煤作业规程目 录矿 审 批 意 见 3作业规程学习和考试记录 4作业规程复查记录 7第一章 概况 8第一节 工作面位置及井上下关系 8第二节 煤层 9第三节 煤层顶底板 9第四节 地质构造 12第五节 水文地质 13第六节 影响回采的其它因素 13第七节 储量及服务年限 13第二章 采煤方法 14第一节 巷道布置 14第二节 采煤工艺 错误!未定义书签。第三节 设备配置 20第三章 顶板管理 24第一节 支护设计 24第二节 工作面顶板管理 28第三节 顺槽及端头顶板管理 30第四节 矿压观测 34第四章 生产系统 38第一节 运输系统 38第二节 通防与监控系统 39第

2、三节 排水系统 51第四节 供电系统 52第五节 通讯照明系统 54第五章 劳动组织和主要经济技术指标 56第一节 劳动组织 56第二节 主要经济技术指标表 56第六章 灾害预防及避灾路线 57第七章 安全技术措施 63第一节 一般措施 63第二节 顶板管理 66第三节 防治水 69第四节 “一通三防” 69第五节 运输管理 70第六节 机电设备 76第七节 其 它 82附图1：煤层顶底板综合柱状图附图2：1118上工作面皮带、轨道顺槽及切眼地质素描图附图3：1118上工作面位置及巷道布置图附图4：采煤机进刀示意图附图5：1118上工作面设备布置示意图附图6：1118上工作面和顺槽支护示意图附

3、图7：1118上工作面通风系统图附图8：1118上工作面安全监测设备、通防管路系统示意图附图9：1118上工作面供电系统图附图10：1118上工作面通讯系统示意图附图11：1118上工作面照明系统示意图附图12：1118上工作面正规循环作业图表附图13：1118上工作面生产系统及避灾路线图矿 审 批 意 见会审单位及人员签字:采煤专业： 年 月 日 安 监 处： 年 月 日地测专业： 年 月 日 总工程师： 年 月 日通防专业： 年 月 日 安监处长： 年 月 日机电专业： 年 月 日 生产矿长： 年 月 日运输专业： 年 月 日作业规程学习和考试记录作业规程复查记录作业规程名称1118上综放

4、工作面作业规程施工单位 采煤三工区复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题：二、处理意见：第五节 水文地质一、含水层(顶部和底部)分析本工作面水文地质条件较简单,对工作面回采有影响的含水层主要是3煤顶板砂岩含水层,根据1118回采工作面的情况，预计最大涌水量为12米3 /h，正常涌水量为6米3 /h。轨道顺槽准备时底板有少量出水，经电法探测，工作面西部的F6断层有含水的可能，因此要按规定留足50米防水煤柱，并严格坚持“有疑必探”的原则，加强探水。二、涌水量预计该面正常涌水量为6米3 /h,最大涌水量为12米3 /h。第六节 影响回采的其它因素一、 影响回采的其它地质情况详见表五。第七节 储量及

5、服务年限一、 储量工作面可推进长度为370米，工作面长度为36.8米。工业储量：t;可采储量：本矿的综放工作面回采率参考值为80%，可采储量：12795t。二、采煤工作面服务年限工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=370/(0.6530)=4.1个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况11采区是古城煤矿首采区，由武汉煤矿设计院1997年11月设计，山东煤炭管理局以鲁煤管规199823号文批准，并于当年投入生产。该采区共分为五个区段，其中-505米、-560米、-760米水平的工作面采用伪倾斜长壁布置，-593-650米水平及北翼采用走向长壁布置。1118上

6、工作面在-760米水平，-760米水平布置有-760轨道运输(进风)巷和-750皮带运输(回风)巷，工作面采用俯斜开采。二、采煤工作面轨道顺槽1118上工作面南侧顺槽为轨道顺槽,沿煤层底板布置，巷道采用圆弧拱断面,净宽3.0米, 净高2.8米,断面积8.4米2。巷道内铺设铁轨，主要用于该工作面的进风和运料。轨道顺槽采用锚网支护。顶部锚杆为20220O米米的等强螺纹钢树脂锚杆，用1卷K2370锚固剂锚固，帮部锚杆为20180O米米的等强螺纹钢树脂锚杆，用1卷K2370锚固剂锚固。锚杆排距间距=80080O米米。金属网采用网孔为6060米米的8#冷拔丝编织的金属网。采煤机用水、工作面两部运输机变速

7、箱冷却水通过轨道顺槽50防尘管路供给。三、采煤工作面运输顺槽1118上工作面北侧顺槽为运输顺槽,沿煤层底板布置。巷道断面与轨道顺槽断面一样。主要用于该工作面的回风和运煤。运输顺槽内布置有50的防尘管路一趟，并设置刮板输送机和胶带输送机,靠工作面侧设人行道。四、采煤工作面切眼切眼位于1118上综放工作面的最上部，沿煤层底板布置。矩形断面, 净宽5.4米,净高2.5米,断面积13.5米2。采用锚网和锚索梁联合支护，锚杆采用20220O米米的树脂锚杆，K2370锚固剂2卷，金属网采用网孔为6060米米的8#冷拔丝编织的金属网。锚索使用18800O米米的锚索，12#矿用工字钢制作的2.1米长的工字钢梁

8、。锚杆排距间距=80080O米米，锚索梁间距3.2米。五、硐室及其它巷道布置在切眼靠近皮带顺槽端布置采煤机组装硐室，深1.5米，长12米，高2.5米，采用锚网支护。在切眼靠近轨道顺槽、皮带顺槽端各布置一个液压支架调架硐室，宽3米，长5米，高2.8米。锚网梯支护，锚杆规格：20180O米米，排距间距=80080O米米，K2370锚固剂1卷，金属网采用网孔为6060米米的8#冷拔丝编织的金属网。附图3：1118上工作面位置及巷道布置示意图。第二节 采煤工艺一、采煤方法和回采工艺1、采煤方法1118上工作面采用倾斜长壁放顶煤技术，一次采全高全部垮落采煤方法。2、回采工艺炮采放顶煤，爆破落煤，人工装煤

9、，刮板输送机运煤，KC-II悬移支架加金属网支护顶板。(1)、采高和采放比的确定采高：根据支架工作高度，确定采高为2.2米。放煤高度：采放比：(2)放顶煤步距初次放顶煤步距：工作面正常推进，待顶煤自然冒落充满采空区后即开始放顶煤。循环放顶煤步距：采用一刀一放，即循环放顶煤步距为0.8米。(3)、放煤方式：采用单轮顺序放煤方式。(4)、工作面炮眼布置、爆破图表炮眼布置图(5)工艺流程打眼装药放炮铺顶网、升前挑梁硬帮出煤移运输机移架放顶煤1爆破落煤：工作面采用煤电钻、421.2米麻花钎子湿式打眼，采用煤矿安全许用乳胶炸药，段毫秒延期电雷管，米SB-100型发爆器起爆，正向装药，串联起爆，工作面推进

10、时采用五花眼爆破。工作面采用“一推一放”，每次推进度0.8米。三、采煤工作面正规循环生产能力工作面每天5个循环，每循环进尺0.6米，割煤高度2.3米，放煤高度6.3米，割煤时回收率97%，放煤时回收率78%，工作面回采率为80%，则日割煤量=36.82.30.650.971.35=333吨日放煤量=33.86.370.650.781.35=680吨日产量=333+680=1013吨月产量=101330=30394吨第三节 设备配置一、运输设备1.工作面共安设刮板输送机两部，型号为SGD-620/40T可弯曲刮板输送机，设计长度23米，其它技术参数为电机功率:110 KW运输能力:400t/h中

11、间槽尺寸:1500630270米米2.顺槽安设刮板输送机一部，其型号为SGB630/40T，设计长度120米，安设长度65米，其它技术参数为电机功率:55KW运输能力:150t/h链速:0.86米/s中间槽尺寸:150O620200 米米3.顺槽安设可伸缩带式输送机1部，与刮板输送机搭接。其技术参数为型号： SSJ800/90电机功率: 90KW运输能力: 400t/h带宽: 800米米带速: 2.0米/s4.辅助运输设备选用1吨的矿车和平板车,牵引设备选用JD-11.4和JD-25型绞车。四、乳化液泵型号:RB-80/200公称流量 :200L/米in公称压力 :31.5米Pa电机功率 :1

12、25kW电压： 660V附图5：1118上工作面设备布置示意图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算1、参考本矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。(见表六)2、合理支护强度的计算采用经验公式计算：Pt=89.81hr =89.812.32.6=469.310(kN/米2)3、选择工作面支护强度参考同煤层矿压观测资料(见表六)，最大平均支护强度=380(kN/米2)。380(kN/米2)469.31(kN/米2),因此工作面支护强度应大于469.31(kN/米2)。4、支护设备选择1118上工作面选用基本液压支架ZF2400/16/24BH型低位放顶煤支架，共41

13、架，下端头选用ZFG2800/18/26B型过渡支架两架。从运输顺槽到轨道顺槽依次编号为143号支架。 根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZF2400/16/24BH型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。通过对比、验算，证明选用ZF2400/16/24BH型支架能满足要求。二、乳化液泵站(一)泵站及管路选型、数量乳化泵选用RB-80/200型两台，输液管路选用高压胶管，耐压30米Pa以上。主要技术参数如下:型号:DRB-200/31.5公称流量 :200L/米in公称压力 :31.5米Pa电机功率 :125kW(二)泵站设置位置泵站安设在原1118轨道

14、顺槽下车场。(三)泵站使用规定要保证泵站压力大于20米Pa，乳化液浓度3%5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的串漏液。第二节 工作面顶板管理根据已开采的工作面矿压观测资料，其煤层顶板为老顶来压不明显,直接顶为不稳定的二类顶板,本工作面的顶板管理采用全部垮落法。1、控顶距、放顶步距工作面最大控顶距为4.0米，最小控顶距为3.2米，放顶步距为0.8米，详见工作面支护布置图。2、工作面上下端头的顶板管理工作面下端头支护采用单体液压支柱配合双楔铰接顶梁(1米)进行支护，双楔铰接顶梁距1号架顶梁边缘不得大于0.5米，距离超过0.5米时，必须加打一排双楔铰接顶梁支护顶板，双楔铰接顶梁间距为0.6米，除

15、移架要滞后采煤机滚筒35架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架割煤移运输机。移架步距0.6米。采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。移架顺序为：1、采煤机向下(上)端正常割煤时,滞后煤机后滚筒35架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的前探梁伸出护顶。3、机头处排头架的移架顺序为:先移2#架，后移1#架,再移3#架。4、采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将前探梁收回，并滞后采煤机后滚筒3架将前探梁伸出，再将前梁升起。支护要求：1、工作面应达到动态质量标准化要

16、求,确保“三直、两平、一净、两畅通”的质量要求。三直：支架排成一条直线，偏差不超过50米米;运输机一条直线，偏差不超过50米米，弯曲段不小于15米;工作面煤壁一条直线。两平：顶板平无伞檐，底板平无台阶和落差。一净：机电设备及支架阀组、缸体和甲板上无浮煤杂物，底板上无浮煤杂物。两畅通：工作面上下出口要保证有0.7米宽，1.8米高的人行通道，端头无材料及杂物堆积，顶板支护良好。2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24米Pa。3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过10米，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支设好支架。5、工作面生产

17、以前要编制初次放顶和初次放顶煤的专项措施。二、特殊时期的顶板管理(一)来压及停采前的顶板管理 :1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压小组在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到规定初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。4、要控制好采高，严禁超高。5、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保端头连网与巷道搭接0.5米以上,防止出现端头冒顶。6、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。(二)过断层及顶板破碎时

18、的顶板管理 :该面未做过三维地震勘探，构造控制程度较差对F6及F5-1断层的平面位置及次生构造把握不准，有可能向面延伸，所以必须加强回采时过断层的顶板管理工作。过断层时另行编制措施报批。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护1、支护要求:轨道、运输顺槽自工作面向外20米范围内必须加强支护，超前支护采用单体液压支柱配合一字铰接顶梁支护,一梁一柱，距煤壁20米范围内均打双排。超前支护以外的巷道出现变形时应及时打点柱支护。支柱支设在实底上，柱窝必须做麻面，当底板松软时必须穿铁鞋。遇顶板冒高处，3.5米及以下支柱无法支护时，用4米的单体支柱配合轻轨支护，柱爪与轻轨接触面必须垫木片

19、。2、支护材料及支护密度:顺槽超前支护使用两排1米的HDJB-1000型一字铰接顶梁与两排DZ型单体液压支柱配套支护,柱距1.0米。详见附图6：1118上工作面、端头及两巷超前支护示意图(平、剖面图)。DZ型单体液压支柱参数初撑力:12t最大工作阻力:25t支撑高度:2.54.0米3、支护质量控制标准支柱纵横成线,偏差小于l00米米。支柱应支在实底,柱窝做麻面，并做到迎山有力(迎山角20左右)。单体液压支柱初撑力不小于6.5米Pa。顶梁上部不平时，必须用木料垫实接顶，顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。两巷的支撑高度不得低于1.8米,行人道宽度不得小于0.7米,单体支柱活柱行程不得小于150米

20、米。单体支柱钻底达不到初撑力或底板松软时必须穿铁鞋。所有单体支柱必须拴好防倒绳。所有单体支柱三用阀方向一致，朝向老空。二、工作面端头的管理1、上、下端头支护采用单体液压支柱(2.53.5米)配合双楔铰接顶梁(1米)进行支护。双楔铰接顶梁距端头1#、43#架顶梁边缘不得大于0.5米，距离超过0.5米时，必须加打一排双楔顶梁支护顶板，双楔顶梁间距为0.6米，除因设备影响外，必须在每一个双楔铰接顶梁下支设一棵单体液压支柱，遇顶板冒高处，3.5米及以下支柱无法支护时，用4米的单体支柱配合轻轨支护，柱爪与轻轨接触面必须垫木片。所有支柱初撑力不得小于11.5 米Pa，支柱钻底严重支撑力达不到要求时必须穿铁

21、鞋，支柱必须拴好防倒绳，顶梁必须铰接使用。2、为进一步加强端头顶板管理，工作面上下端头各包网2架，采煤机割煤后，及时挂菱形金属网(网孔5050米米)后打管缝锚杆(1.2米)支护顶板,菱形金属网和顺槽方格网搭接不得小于0.5米,工作面联网搭接0.2米,联网扣距0.2米,扣要联紧联牢。在煤机割煤前应先将两端头煤壁的金属网剪掉，煤机割到端头时要慢行，慢慢将锚杆顶出，割出的锚杆要及时捡出，严禁进入溜子和皮带。若顶板破碎时必须在端头支架前梁上方架设挑棚支护，挑棚支护采用轨道(长3米，15Kg/米)或木板(长宽厚=20.40.05米)，挑棚外露距离支架顶梁边缘不大于0.5米。3、上、下端头应支设切顶关门支

22、柱，支柱(中对中)间距不大于0.4米，支柱初撑力不得小于6.5 米Pa，并使之挡矸有效。随着工作面的推进，关门柱及时回撤前移，运输顺槽关门柱以顺槽刮板运输机机尾为准，拖后距离不得超过1.2米;轨道顺槽关门柱回撤标准是关门柱与支架插板收回位置齐，超前或拖后支架插板收回位置距离不得超过0.6米。端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。三、支护材料使用数量、备用数量工作面端头支护及两巷超前支护正常需要单体液压支柱104棵，铁鞋104个，顶梁107根。计算其备用量：单体液压支柱=10410%=10棵，顶梁=10710%=11根。1118上工作面备用支柱10棵，铰接顶梁(双楔梁)

23、11根，铁鞋10个，坑木5米3。备用材料的存放地点，应保持距工作面50100米之间，在轨道顺槽中的外侧煤壁处。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7米以上宽度的人行道和必需的运输通道。附图6：1118上工作面、端头及两巷超前支护示意图(平、剖面图)第四节 矿压观测一、矿压观测内容1118上工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶

24、煤的适应性和控制效果，超前压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础资料。二、观测方法1、工作面的矿压观测(1)支架工作阻力观测：在支架前后立柱上安装压力表，分别在工作面上、中、下部均匀布置4条观测线，观测支架前后立柱工作阻力的变化情况。测线布置：上下端头的支架各一条，中间基本架2条，即分别布置在14#、28#支架上，由工区派专人进行读取支架的初撑力、工作阻力，分别在移架前、移架后各读取一次记录好。(2)支架活柱缩量观测用钢卷尺在工作面上、中、下部布置4条观测线，在移架后、移架前测量活柱下缩量，根据循环的次数，可算出循环下缩量和下

25、缩速度，其测线与支架阻力测线对应布置，即分别布置在上下端头支架及14#、28#支架上。(3)统计观测沿工作面采煤机移动方向每隔5架作为一观测剖面,矿压部门每天(班)统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5米以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安全阀开启量(率)、顶煤冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。2、顺槽的矿压观测(1)巷道围岩变形观测利用移动观测站观测。在轨道顺槽超前工作面20米范围内, 间隔45米安设4台顶板动态观测仪,监测顺槽顶底板的相对移近量,用来推断顶板的运动过程和状态。动态观测仪的编号始终由煤壁起依次为1#、2#、3#、4#，当1#动态仪距

26、煤壁不足1个循环的距离时,需将其回撤,并重新支设在原4#动态仪的前面,同时调整各动态仪的编号,使其仍然从煤壁起依次为14#。各动态仪的间距及1#动态仪至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。观测次数一般12小时观测一次,当临近顶板来压时加密观测,可视变化情况每1030分钟观测一次,观测时必须记录观测时间。同时采煤机割至端头影响到动态仪时也必须加密观测,并记录采煤机影响情况及采煤机到端头的距离。(2)巷道围岩表面位移观测利用顺槽成巷期间设置的观测基点,并视情况补设部分基点,在轨道、运输顺槽分别距切眼60米、80米、100米、120米、140米处布置五个测区,用测尺和测枪测量巷道受采动影响过程中的顶底

27、板及两帮移近量,每天观测一次,根据观测时间可算出移近速度。(3)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测在工作面推进至60米后,用增压式压力表分别测量在轨道、皮带顺槽超前支护范围外端支柱的工作阻力,掌握其变化情况，每2小时观测一次，观测35个循环，测站处同时设置一组顶底板移近量观测点，以便分析围岩变形时的支柱阻力变化情况。三、支护质量监测每旬由生产技术科组织不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次,对存在的问题,由采煤工区立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。四、观测时间要求1、工作面:观测到老顶初次来压和六次周期

28、来压。2、顺槽:观测至工作面采空为止。3、支护质量监测:整个生产期间。五、管理规定1、要以严谨的科学态度进行读数，不得马虎，更不能凭自己想象造数。2、要爱护仪表、保护仪表，严禁随意破坏各种仪表3、与观测无关人员严禁对仪表进行随意调整。4、读数时需平视仪表表盘，读数力求精确。5、上井后需及时将观测资料上交工区，并与工区共同分析矿压变化情况，以便指导生产。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式(一)运煤设备及装、转载方式采煤机组割装底煤和前部运输机前移配合装运底煤，破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出,插板完成大块煤的破碎并通过

29、上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤,集中到顺槽刮板运输机、胶带输送机上运出。(二)辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用1t矿车或平板车、JD-25和 JD-11.4型绞车，通过轨道顺槽运至工作面。二、移溜方式采用推移前部运输机和拉移后部输送机的方式，推拉溜步距 0.6米，弯曲段长度不小于15米，推拉方向为自下(上)而上(下)。(一)推移前部运输机1、采煤机向下斜切进刀切入煤壁规定截深后，按照自下而上的顺序，依次推拉刮板运输机至上端头使运输机成一条直线。2、在采煤机向上正常割煤时,将前部运输机按自下而上的顺序追机从下端头推至22#架处。(

30、二)拉移后部输送机工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置，待循环放煤工序结束后,将后部运输机滞后放煤口510架拉移一个步距。三、煤炭的运输1118上工作面1118上运输顺槽1118皮带斜巷-750皮带巷-750煤仓皮带下山上仓皮带机巷主井底煤仓主井地面。四、辅助运输系统路线：-505井底车场-505南翼运输大巷轨道下山-760轨道巷联络巷1118皮带斜巷1118上工作面轨道顺槽1118上工作面。详见附图13：1118上工作面生产系统及避灾路线图。第二节 通防与监控系统一、通风系统(一)风量计算1、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算按瓦斯涌出量计算Q=100qk =1000.21.4=28 米3/米

31、in式中：q-采煤工作面瓦斯绝对涌出量 ，米3/米in。根据2003年度的瓦斯鉴定结果，q为0.2 米3/米in。k-采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取k=1.4按二氧化碳涌出量计算Q=67qk =670.31.4=28.14 米3/米in式中：q-采煤面二氧化碳绝对涌出量，米3/米in。根据2003年度的瓦斯鉴定结果，q为0.3 米3/米in。k-采煤面二氧化碳涌出不均匀备用风量系数，取k=1.42、按工作面温度计算Q=60VSk=600.89.590.75=345米3/米in式中：V-采煤面合理风速。采煤面的温度在1820，对应风速为0.81.0米/s，本工作面取V=0.8 米/s。

32、S-采煤工作面的平均有效通风断面积，S=9.59 米2K-采煤工作面的面效系数，取0.75。3、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量Q = 4n = 450 = 200 米3/米in式中：n-采煤工作面同时工作时的最多人数，取50人。4、按风速进行验算按最低风速验算Q15S = 159.59=143.85 米3/米in按最高风速验算Q240S =2409.59=2301.6 米3/米in式中 :S-采煤工作面的平均有效通风断面积,9.59米2 。通过验算可以看出，143.853452301.6 米3/米in。5、根据上述原则确定工作面实际需风量为345米3/米in。(二)通风路线副井井底车

33、场-505南翼运输大巷轨道下山-760运输巷1118进风联络巷1118上轨道顺槽1118下工作面1118上运输顺槽-750皮带(回风)巷回风下山南翼总回风巷主井地面。详见附图7：1118上工作面通风系统图。(三)测风每10天对工作面进行一次测风，回采面进、回风巷都要进行测风，测风点设在距离工作面上下端头大于20米处，并将测风结果记录在测风牌板上，测风时要同时测定测风地点的气体浓度。二、防治瓦斯1、瓦斯检查工作面设专职瓦斯检查员巡回检查,每隔35小时检查一次,每班至少检查两次。瓦斯检查点分别设在:工作面回风出口以外10米处、回风隅角、工作面距回风出口5 米处。瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作

34、面50米附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。2、瓦斯监测加强对工作面瓦斯的监测,在回风顺槽距工作面回风出口510米处安装安全监测系统的瓦斯传感器, 瓦斯传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300米米，距巷帮不得小于200米米。瓦斯报警浓度1%，断电浓度1.5%，复电浓度1.0%，断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备，断电开关为1#、2#、3#低压馈电开关。附图9：1118上工作面供电系统图。监测系统必须由专人进行维护,定期进行调试、校正，确保系统的灵敏可靠。传感器每7天调校一次，每7天对瓦斯超限断电功能进行测试。监测装置在井下运行6个月以上，应有计划分

35、批运到井上进行全面检修、调试、校正。当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。详见附图8：1118上工作面安全监测设备、通防管路系统示意图。三、综合防尘系统一)防尘供水系统1118上工作面的防尘用水,由-505南翼运输大巷经轨道下山和-760运输巷、-750皮带巷到达1118上工作面运输顺槽,供给工作面用水。(详见附图8：1118上工作面安全监测设备、通防管路系统示意图。轨道顺槽、运输顺槽供水管路选用直径50米米的水管,每隔50米设一个三通阀门, 每隔100米设一闸门，给防尘水幕和各转载点喷雾供水。(二)防尘方式煤层注水：把1118上工作面煤样送中国煤炭研究院重庆

36、分院化验，其孔隙率为3.72%，根据煤矿安全规程第154条规定：孔隙率小于4%的煤层可以不进行煤层注水，故对1118下工作面不进行煤层注水。2、采煤机内外喷雾 ：要求喷雾嘴完好不堵塞,内喷雾压力不小于2米Pa,外喷雾压力不小于1.5米Pa,雾化程度高,特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。3、架间喷雾和放煤口喷雾降尘:(1)喷嘴布置：在每架支架前梁下方安设一组架前喷雾，设三个喷嘴,每架支架的放煤口处设一个喷嘴,全面共安装172个喷嘴。(2)喷雾要求：架间喷雾喷嘴迎风喷雾,放煤口喷雾把放煤口呈半包围形式,罩住放煤口产尘部位。(3)工作面煤机割煤时,下风口5米范围内必须保证有3架以上的喷雾头正常工作

37、,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。4、转载点的喷雾:(1)工作面两部刮板运输机机头及顺槽刮板运输机机头各设一组喷雾头。(2)运输顺槽及联络巷的皮带机机头各设一组喷雾装置。5、顺槽防尘水幕:皮带顺槽中共安设两道手动水幕，距工作面煤壁50米范围内安设第一道手动水幕, 距皮带联络巷50米范围内安设第二道手动水幕，距工作面煤壁100米范围内安设一道皮带自动水幕;在轨道顺槽中共安设二道手动水幕，距工作面煤壁50米范围内安设一道手动水幕，距1118皮带联络巷50米范围内安设一道手动水幕。每道水幕的喷雾喷头不少于5个,且雾化良好,覆盖全断面。靠近工作面的水幕均随工作面的推进而及时向外移动。6、工作面、顺槽煤

38、尘冲刷:对工作面、支架阀组、回风顺槽距采面50米范围内每班冲刷一次,回风顺槽每天冲刷一次，进风顺槽每旬冲刷一次。7、个体防护: 进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。(三)隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、在工作面轨道顺槽、运输顺槽各安装一组软质辅助隔爆水棚。2、水袋容量为40L，水棚容量按200 L/ 米2，每组长度不小于20米。3、隔爆水棚每棚间距1.2-3米,水棚距离顶板、两帮间隙不得小于100 米米，距离轨面不小于1.8米，高度要一致。4、隔爆水棚每周检查一次,并做到经常清刷,水质、水量要符合要求，发现损坏的水袋及时更换。5、隔爆水棚首排距离工作面60200米,并随工作面推进而向后移

39、动。6、隔爆水棚应设在巷道的直线段内，与巷道的交岔口、转弯处、变坡处的距离，不得小于50米。7、隔爆水棚要挂牌管理。四、防灭火措施(一) 预防措施1、建立完善的消防管路系统，与防尘管路合用。2、手工检测：用DQJ-50型多种气体检测器检查CO、CO2、H2S等气体;光学甲烷检测器检查CH4、CO2，矿用温度计检测温度。每天对回采面、进回风隅角、回风流以及巷道高冒区等地点的CO、CO2、CH4、温度检查一次，同时对回风隅角进行采样分析并上报矿领导审阅。3、监测系统：从-760束管分路箱引出两路束管，将束管从分路箱敷设至回采工作面回风端头，每天循环监测一次。监测的主要气体成分是:CH4、CO2、C

40、O、C2H6、C2H4、C2H2、O2、烷烯比等。4、在工作面回风巷内距1118皮带斜巷1015米处安设温度传感器和一氧化碳传感器，一氧化碳传感器报警浓度为24PP米。5、取样分析：对束管监测不到的地点：巷道高冒区、进回风隅角等每天取样分析。6、减少采空区漏风。回采面进回风端头悬顶达到20米时，必须用袋子装煤堵严，减少采空区漏风，减少供氧量，从而达到防灭火的目的。7、喷洒阻化剂。回采面生产前，对切眼喷洒阻化剂。回采面结束后，对回采面停采线、两顺槽等喷洒阻化剂。8、利用设置于-700米水平的制氮机组，当采空区有自然发火征兆时向采空区内注氮。注氮时，另编制措施报批。9、加快推进度，保证工作面月推进

41、速度不低于60米。10、及时封闭。回采面结束后，对通向回采面的所有出口全部封闭，巷道破碎地段要使用喷浆封堵的办法，每周检查一次密闭内外的气体及密闭内外压差。11、对巷道高冒区实行注凝胶或喷浆的办法处理，并定期检查高冒区内的气体温度等。12、每季度绘制一次防灭火系统图，每月修改补充一次。(二)治理措施1、当回采面采空区出现自然发火征兆时，采取下列措施：注氮加快推进度加强监测2、当回采面采空区出现自然发火征兆，自然发火标志气体呈上升趋势时，采取下列措施：加快推进度，暂时停止放顶煤，用顶煤形成一条隔离带，同时采取注氮、进回风端头构筑挡风墙等措施。加强检测，防止空区内的瓦斯、CO等气体涌到工作面，发生瓦斯、CO事故。注氮时，要设专人观察上端头的气体情况，发现问题及时进行处理。3、其它火灾的预防和治理入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服。加强电器设备管理，杜绝失爆现象，严禁带电作业。严格放炮管理，放炮使用水炮泥，防止放炮火焰引发火灾。井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖