采煤工作面作业规程.docVIP

编号： 大洪沟煤矿采煤工作面作业规程采煤工作面名称：编 制 人：区 队 长：施 工 单 位：批 准 人：编 制 日 期: 年 月 日执 行 日 期: 年 月 日目 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 5第一章 概况 6第一节 工作面位置及井上下关系 6第二节 煤层 7第三节 煤层顶底板 8第四节 地质构造 8第五节 水文地质 9第六节 影响回采的其它因素 10 第七节 储量及服务年限 10第二章 采煤方法 11第一节 巷道布置 11第二节 采煤工艺 12第三节 设备配置 13第三章 顶板管理 13第一节 支护设计 13第二节 工作面顶板管理 16第三节 顺槽及端头顶板管理 17第四节 矿压观测 18第四章 生产系统 18第一节 运输系统 18第二节 通防与监控系统 19第三节 排水系统 22第四节 供电系统 22第五节 通讯照明系统 23第五章 劳动组织和主要经济技术指标 23第一节 劳动组织 23第二节 主要经济技术指标 24第六章 灾害预防及避灾路线 25第七章 安全技术措施 26第一节 一般规定 26第二节 顶板管理 26第三节 防治水 26第四节 爆破管理 26第五节 通防及安全监测 27第六节 运输管理 27第七节 机电管理 27第八节 其它 27矿 审 批 意 见 会审单位及人员签字:生产科： 年 月 日 地测科： 年 月 日通风科： 年 月 日 安监处： 年 月 日机电科： 年 月 日 调度室： 年 月 日总 工 程 师： 年 月 日注：会审单位可根据本矿生产技术安全管理部门设置决定。作业规程学习和考试记录负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字作业规程复查记录作业规程名称施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题：二、处理意见：第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表 表一水平名称大洪沟煤矿+591水平东翼B1+2煤层采区名称综采放顶煤工作面地面标高320米井下标高工作面上界为矿井+607水平，下界为+591水平地面的相对位置 以东至井田东翼边界的B1+2煤层。其东界至井田东翼边界，西以防洪渠保护煤柱东缘为界，北至B2煤层顶板，南至B1底板。回采对地面设施的影响工作面对应的地表范围内无建筑物、河流、湖泊、水渠、公路通过，只有+591水平以上煤层回采后形成的塌陷坑，进行过回填处理，塌陷坑内无积水。井下位置及相邻关系与B1+2煤层相邻的煤层是B3-6煤层，两煤层相距48.5米，彼此开采相互无影响。工作面上部+607-+627水平采用网格迈步支架炮采放顶煤采法回采，于98年回采完毕。+627水平以上均采用仓储式采法回采，+607以上采空区大部分已经与地面垮通，工作面以下为原始煤层。走向长度(m)270m倾斜长度(m)31m面积(m2) 第二节 煤 层 煤 层 情 况 表 表二煤层厚度(m)38.6米煤层结构煤层结构西部较简单，向东夹石层增多，加厚、结构复杂，全区稳定可采。煤层倾角（度）82左右开采煤层二层自下而上命名为B1、B2煤层煤 种半亮煤为主，镜煤，暗煤次之稳定程度属于赋存稳定，构造简单型煤层煤层情况描述本工作面所开采的煤层是本矿井含煤地层中的第一组煤，由B1+2煤层组成。本组含煤二层，自下而上命名为B1、B2煤层。B1+2煤层厚度沿走向从西向东，倾向由浅及深略有变薄，煤层结构西部较简单，向东夹石层增多，加厚、结构复杂，全区稳定可采。B1+2煤层水平厚度在+591水平最大为39.45米，最小厚度为31.83米，平均有益厚度为34.84米。该煤层内含夹矸11层，夹矸层单层厚度 为0.1-0.4 m。该矸石硬度较小对机械化开采无影响附图一：工作面地层综合柱状图第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表三顶、底板名称岩石名称厚度特 征基本顶中粒砂岩4.25灰白色，块状构造，致密坚硬，节理不发育。直接顶砂质泥岩1.47灰色，块状构造，含有方解石薄膜，易碎。伪顶炭质泥岩0.05黑色，松软易碎。直接底泥质细砂岩1.3灰色至深灰色，夹有煤质条带，块状构造易破碎。老底附图一：工作面地层综合柱状图。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响 断 层 情 况 表 表四断层名称走向倾向倾角性质落差对回采的影响二、褶曲情况以及对回采的影三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）附图二: 工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。第五节 水文地质一、涌水量正常涌水量：40m3/h左右最大涌水量：800m3/h以上二、含水层（顶部和底部）分析按井田内含水层的划分，B1+2煤层属煤系地层含水层的C组，为裂隙水，煤层内含水量很小，不影响开采和煤质。但我矿在开采+607水平，在位于边界的地段，通过探放，有大量老空水放出。此工作面上部已经8年没有进行回采作业活动，预计积累了一定量的老空水。因此在本水平应进行超前探放水工作。开拓+591水平分层石门未发现有较大的涌水现象。 三、其它水源的分析1、地表河流该工作面地表无河流，矿区南部丘岭地带降水通过底板截流工程（防洪渠）排出矿区，虽然流经B1+2煤层，但是对该工作面的回采无影响。2、地面雨雪水该工作面对应地表的塌陷坑南高北低，南部为山前丘岭地带，在B1+2煤层的底板处地表建有防洪设施，但由于将南部丘岭地带地表黄土大量推入塌陷坑而损毁了部分防洪设施，地面雨雪水大部分地表水流入了防洪渠。少量地面雨雪水流入地表塌陷坑，但经过这几年的观测未发现地表塌陷坑大量积水的现象。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况 影响回采的其它地质情况表 表五瓦 斯+591水平B1+2煤层的瓦斯相对涌出量小于0.52m3/dCO2含量0.01-0.15m3/煤尘爆炸指数+591水平B1+2煤层的瓦斯相对涌出量小于0.52m3/d煤的自燃倾向性与空气接触面积较大，极易氧化，自燃倾向性一般以易自燃为主。地温危害无地温异常冲击地压危害在+591水平B1西翼掘进时工作面来压较明显，使巷道发生较大变形的现象。二、冲击地压和应力集中区本工作面内的B1+2煤层无明显的冲击地压，在+591水平B1西翼掘进时工作面来压较明显，使巷道发生较大变形的现象。但本工作面巷道来压不明显，预计对回采不会产生影响，但在回采过程中要预防周期来压对工作面的影响。第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：Q = LMH=27034.84161.3= 19.57(万吨)可采储量：Q可= Qn = 19.5785%=16.63万吨二、工作面服务年限工作面的服务年限 =采储量/设计月产量=1246.9万吨/100万吨第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况本工作面按自东向西的顺序后退式进行回采。根据现+591水平东翼B1+2煤层B1皮带巷与B2轨道巷水平间距28m，确定工作面长度为31m。开切巷：布置在工作面的起始线，即井田东翼边界处，垂直于煤层走向及南北两顺槽，全长31米，净断面s=72.5=17.5 m2，采用锚杆钢带与锚索联合支护，其间安装液压掩护支架，前、后部刮板运输机、采煤机。二、工作面轨道顺槽南、北顺槽：沿B1+2煤层顶、底板与走向基本平行，是两条相互平行巷道，间距28米。北顺槽（B2轨道巷）作串车巷和进设备人员用，铺设正规轨道，串车上有移动变电站、开关、乳化液泵站、喷雾泵站等设备。南顺槽（B1皮带巷）为回风巷和运输巷，安装有可伸缩皮带运输机、转载机、破碎机，同时北顺槽也是进风巷和供电电缆及供水管路的安装巷道；其净断面均为s=9.22m2,采用锚杆金属网 二、工作面轨道顺槽南、北顺槽：沿B1+2煤层顶、底板与走向基本平行，是两条相互平行巷道，间距28米。北顺槽（B2轨道巷）作串车巷和进设备人员用，铺设正规轨道，串车上有移动变电站、开关、乳化液泵站、喷雾泵站等设备。南顺槽（B1皮带巷）为回风巷和运输巷，安装有可伸缩皮带运输机、转载机、破碎机，同时北顺槽也是进风巷和供电电缆及供水管路的安装巷道；其净断面均为s=9.22m2,采用锚杆三、工作面运输顺槽南顺槽（B1皮带巷）为回风巷和运输巷，安装有可伸缩皮带运输机、转载机、破碎机，同时北顺槽也是进风巷和供电电缆及供水管路的安装巷道；其净断面均为s=9.22m2,采用锚杆金属网支护四、采煤面切眼采煤机开至前部刮板机中部,将滚筒摇至底刀位置,开动采煤机直接斜切进刀割底煤。五、联络巷六、溜煤眼七、峒室及其它巷道硐室内安装绞车，用于拉移支架、刮板运输机和采煤机等设备。硐室布置在北顺槽（B2轨道巷），采用锚网支护附图三：工作面位置及巷道布置图1、 工作面几何尺寸和参数，见表7-1名称尺寸（m）名称尺寸（m）工作面支撑高度2.4工作面放顶煤高度13.6循环进尺0.6工作面日推进度5.4工作面最小控顶距3.5工作面最大控顶距4.1 工作面长度31工作面走向长度270工作面开采段高16工作面放顶步距2.42、工作面巷道布置（具体见巷道布置图）开切巷：布置在工作面的起始线，即井田东翼边界处，垂直于煤层走向及南北两顺槽，全长31米，净断面s=72.5=17.5 m2，采用锚杆钢带与锚索联合支护，其间安装液压掩护支架，前、后部刮板运输机、采煤机。吊装硐室：作为组装液压支架用，布置在开切巷以东巷道延伸10m的北顺槽（即B2轨道）内，净断面s=3.2(3.2+4.0)2=11.52 m2，采用工字钢金属棚子支护。绞车硐室：硐室内安装绞车，用于拉移支架、刮板运输机和采煤机等设备。硐室布置在北顺槽（B2轨道巷），采用锚网支护。南、北顺槽：沿B1+2煤层顶、底板与走向基本平行，是两条相互平行巷道，间距28米。北顺槽（B2轨道巷）作串车巷和进设备人员用，铺设正规轨道，串车上有移动变电站、开关、乳化液泵站、喷雾泵站等设备，南顺槽（B1皮带巷）为回风巷和运输巷，安装有可伸缩皮带运输机、转载机、破碎机，同时北顺槽也是进风巷和供电电缆及供水管路的安装巷道；其净断面均为s=9.22m2,采用锚杆金属网支护。第二节 采煤工艺一、采煤工艺采用水平分层综采放顶煤方式，采、支、装、运一体化，区段内后退式采煤。二、采煤方法自从我矿2001年10月采用综采放顶煤采煤方法以来，无论在工作面顶板管理防灭火还是资源回收率都比老的采煤方法有了质的飞跃，机械化采煤的优越性得到了充分的体现，所以本工作面继续采用综采放顶煤采法。附图四：采煤机进刀方式示意图（炮眼布置图（正、俯、侧视图）三、工作面正规循环生产能力W = LShrC=第三节 设备配置一、 设备配备情况二、 设备配备情况编号名 称型号规格数量备 注1液压支架ZFSB4000/16/2814架2过渡支架ZFB5400/17/354架3采煤机MG250/300-NAWD1台4前部刮板运输机SGZ730/1101台5后部刮板运输机SGZ730/1101台6破碎机LMP-10001台7移动变电站KSGZY-800/6/0.691套8乳化液泵GRB-315/31.51套包括两泵一箱9回柱绞车JM-142台10单体支柱DZ-2.8100根11采煤机喷雾泵站XPB250/551套12岩石电钻KHYD40dIa3台13煤电钻MZ-122台14转载机SZZ730/1101台15串车10辆编号名 称型号规格数量备 注1组合开关KBZ-6X500/11401台2真空开关KBZ-200/11404台3馈电开关KBZ（BKDZ）3台4可逆真空开关QBZ120/11405台5煤电钻综保BZB-2.52台6照明信号综保BZB-2.52台7防爆日光灯KBY-2015盏8架子灯KBb-60 127v15盏9防爆按钮LA810-2.310个10防爆电铃127V8个11高压电缆接线装置ABCD-200/6KV5个12低压检漏继电器BJD2-380/6602套13电度表2套14低压接线盒20个编号名 称型号规格数量备注1高压屏蔽电缆UGFP-3*35+1*16800中央变电所至分层石门2分支电缆U-1KV3*35+1*16250分层石门至移变3采煤机电缆UCPQ3*50+1*10+3*61004前部刮板机电缆UYP-1.14KV 3*25+1*161005后部刮板机电缆UYP-1.14KV 3*25+1*161006转载机电缆UYP-1.14KV 3*25+1*161407破碎机电缆UYP-1.14KV 3*25+1*261208乳化液泵站电缆UYP-1.14KV 3*35+1*16509喷雾泵电缆UYP-1.14KV 3*25+1*1010010回柱绞车电缆UYP-1.14KV 3*16+1*1015011皮带机电缆UYP-1.14KV 3*25+1*1010012岩石电钻电缆U-1KV3*6+1*610013煤电钻电缆U-1KV3*4+1*420014照明信号电缆U-1KV3*2.5+1*2.530015皮带输送机UYP-1.14KV 3*16+1*10200合 计附图五：机采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、单体支柱工作面的支护设计（一）使用顶底板控制设计专家系统（二）采用类比法进行设计1. 参考本煤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：t 89.81hr = （kNm2）选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度。选取上述两项中最大值 （kNm2），即为工作面合理支护强度。3.支柱实际支撑能力计算Rt = kgkzkbkhkaR = （kN）4.工作面合理的支护密度计算： R= （根m）5.根据合理的支护密度，确定排距为 m、柱距为 m。6. 选择合理的控顶距7.柱鞋直径的计算： 200 = （mm） 同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 表六序号项 目单 位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m基本顶厚度m直接底厚度m2直接顶初次垮落步距m3初次来压来压步距m最大平均支护强度kN/ m2最大平均顶底板移近量mm来压显现程度4周期来压来压步距m最大平均支护强度kN/m2最大平均顶底板移近量mm来压显现程度5平时最大平均支护强度kN/ m2最大平均顶底板移近量mm6直接顶悬顶情况m7底板容许比压MPa8直接顶类型类9基本顶级别级10巷道超前影范围m二、乳化液泵站（一）泵站选型、数量1套 GRB-315/31.5（二）泵站设置位置（三）泵站使用规定第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式超前支护采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，距工作面20 米以内上下顺槽打两排支柱，支柱间排距为11米二、正常工作时期的特殊支护形式由于工作面产量不大，顶板较稳定，因此采用间隔交错式移架，以加快移架速度，移架顺序为：降柱移架升柱伸侧护板。每次移架的长度为600 mm，为了移架后快速达到额定工作阻力，尽量减少顶板的破碎度，在移架时只稍降支架阻力，使支架顶板带压移架减少支柱下沉量。三、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离初次放顶和放松动炮时对工作面支架和端头过渡支架，超前支护进行加压补液，局部补打单体液压支柱四、特殊时期的顶板管理根据我矿在上水平对B1+2西翼煤层的回采经验，该煤层煤质松软破碎，较易自然垮落。所以工作面采用两个800拉开自由面，之后按正规循环进行排炮放顶煤，当工作面推进到放完第四轮炮位置时，空顶面积已达400m2左右，对工作面支架进行加压补液和打单体液压支柱，然后出放顶煤，但要保证架后垫层的厚度。此时工作面顶板自然垮落的可能性极大。对地表工作面对应位置进行观测，当工作面对应地表塌陷坑出现下沉和垮落，即表明顶板垮落，完成初次放顶，工作面进入正常生产，（具体的初次放顶方案措施在工作面投入生产时有专门设计）。（一）来压及停采前的顶板管理放煤步距是否合理，将直接影响含矸率、工作面单产和回采率，其主要由顶煤厚度、松软程度、破碎机理和工作条件、放煤尺度、矿井生产能力等方面的许多因素决定，本工作面回采段高16m，根据我矿经验和实际情况，放煤步距采用0.6 m（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理 （三）应力集中区的顶板管理第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、运输顺槽的顶板管理（一）轨道、运输顺槽的超前支护超前支护：由于工作面回采过程中矿压显现明显，必须进行超前支护。距工作面20m范围内，在煤层上下顺槽巷道原有锚网支护的基础上用采用DE-2.8型单体液压支柱配合铰接顶梁进行双排加强支护（二）轨道、运输顺槽的加强支护由于工作面回采过程中矿压显现明显，必须进行超前支护。距工作面20m范围内，在煤层上下顺槽巷道原有锚网支护的基础上用采用DE-2.8型单体液压支柱配合铰接顶梁进行双排加强支护。单体液压支柱主要技术参数如下：最大支撑高度 2800 mm最小支撑高度 1700 mm工 作 行 程 800 mm工 作 阻 力 24.5KN二、工作面安全出口的管理（一）支护形式工作面南北端头各采用两架ZFSB5400过渡支架支护，工作面中间采用14副ZFB4000/16/28液压掩护式支架，支架中心距为1.5 米，整个工作面安装 18付支架，超前支护采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，距工作面20 米以内上下顺槽打两排支柱，支柱间排距为11米（二）质量要求工作面顶板压力估算 Q=SHRK =6.00.41.310.1834.56()式中：最大空顶距时悬移支架的支护面积,取6.00m2. H-采高 取2.4m. R-岩石容重 取1.3t/m3. K-采高的倍数 取10 （3）支架结构高度 在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200mm左右,即： Hmax=Mmax+0.2=2.8+0.2=3.0m 最小结构高度应比最小采高小250-350mm,即: Hmin=Mmin-0.35=2.4-0.35=2.05m（三）与其他工序之间的衔接关系三、支护材料的使用数量和存放管理附图六：工作面、顺槽及端头支护示意图（平面、剖面图）。第四节 矿压观测一、矿压观测内容1、工作面三量观测2、顶板破碎度二、观测方法第四章 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、转载方式一）运煤设备及装、转载方式、顺槽皮带运输机：选用SSJ1000 型可伸缩带式运输机。其主要技术参数如下：运输能力 800 t/h输送长度 300 m贮带长度 50 m搭接长度 10 m胶带规格 1000*8 mm 胶带型号 1000*3(3+1)*50 /140 mm胶带抗拉强度 146 Kg/ cm （二）辅助运输设备及运输 转载机：选用SZZ730/90型转载机，其主要技术参数：总 长 30m搭 接 长 度 9.4 m输 送 能 力 750t / h 刮 板 链 速 1.304m / s电 压 660/1140v中部槽规格 1500 mm*720 mm*222 mm 圆环链规格 D22*86-C破 断 拉 力 大于85 t电机功率 90KW二、移溜（转载机、破碎机等）方式进入溜槽内换截齿或检修设备时，可将设备停在工作面压力较小，片帮不严重的区域，同时必须将片帮煤处理掉，将护帮板打出去，并有专人监护。 三、运煤路线四、辅助运输路线工作面煤B1皮带巷采区煤仓+535水平机轨合一巷煤仓上山主井煤仓主井箕斗地面；附图七：运输系统示意图。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:Q = 100(67)qk = m3/min。2.按工作面温度计算:Q = 60VS = m3/min。Q = 60VSk = m3/min（放顶煤工作面）。3.按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量：Q = 4n = m3/min。4.按风速进行验算:（1）按最低风速验算,工作面的最小风量Q 15S = m3/min。（2）按最高风速验算,工作面的最大风量 Q 240S = m3/min。5.确定工作面实际需要风量为 m3/min。（二）通风路线新鲜风从副井+535水平车场+535-+607上山+591分层车场+591分层石门B2轨道巷工作面；污风从工作面B1皮带巷+591回风煤门+591-+607风井+607-+627风井+627回风巷+627-+740暗风井+740-+750上山+750总回风石门风井地面；二、防治瓦斯1、确保工作面的风量和风流稳定，工作面生产后及时对工作面的实际瓦斯涌出量进行测定，并从此调整风量，使风量满足要求。2、加强对工作面通风设施的管理，风门必须安装闭锁装置和正反向风门，并加强对通风设施的检查和维修。（一）瓦斯检查（设点、次数）工作面设专人进行瓦斯检查，每班至少检查四次，出现异常情况时安排救护队员进行现场监护，工作面设便携式瓦斯报警仪进行监测，工作面两端头后设风障，并设便携式瓦斯报警仪监测，发现气体超限，工作面立即撤人断电，由专门人员和救护队员进行气体排放（二）瓦斯监测三、综合防尘系统（一）防尘管路系统地面水池副井+607水平车场+607B6巷道-+607-+591小眼+591石门B1、B2两顺槽工作面；防尘管路每隔50m ，设置一个三通。（二）防尘措施工作面进、回风口分别设置一道净化水幕，每副支架的放煤口上方均设置喷雾头、转载机头、前后部刮板运输机机头、破碎机机头、可伸缩皮带运输机机头均设置喷雾装置。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施工作面进、回风口分别设置一道净化水幕，每副支架的放煤口上方均设置喷雾头、转载机头、前后部刮板运输机机头、破碎机机头、可伸缩皮带运输机机头均设置喷雾装置。工作面在打松动顶煤炮眼时，必须在其风流下口设置喷雾进行喷雾降尘。在放顶煤时必须打开放煤口的喷雾，运煤时刮板机、转载机、破碎机、皮带机的喷雾必须打开进行喷雾。四、防治煤层自然发火技术措施1.消灭一切外因火源，机电设备包机到人，责任道人，杜绝电器失爆。2.在工作面机头、机尾、泵站、油脂库、胶带输送机处必须设置一定数量的沙箱、灭火器。沙箱中的沙子要干燥无杂物，灭火器必须保持完好不过期。3.工作面两巷所有电器开关必须上架，禁止在电气设备周围堆放可燃物。4.加强对设备的维护、保养及时添加和更换润滑油，防止摩擦生热，电机、减速器处要经常清理周围的浮煤，保持良好的散热环境。5.井下所有人员必须熟练掌握灭火器的使用方法。6.当发生火灾时，现场人员要保持冷静，准确判断火势的大小和范围，采取有效的灭火方法，控制火势，扑灭火源。如无法扑灭和控制火势时，要立即组织人员按避灾路线撤离火区并及时汇报。7.当发生电气设备着火时，必须先切断电源，再进行灭火。在未切断电源的情况下，灭火只能用不导电的材料灭火。8.灭火时，应遵循由边缘向火源中心的原则，灭火人员要站在进风侧灭火。（一）监测系统该工作面上方采空区局部有火或高温点，根据我矿的防灭火方法和设备，采用地表塌陷坑回填堵漏，工作面超前预注浆，架后注氮等防灭火措施，以保证工作面顺（二）综合防灭火措施防止外因火灾1、严禁工作面电气设备失爆，严格按电气设备容量选择电缆，并按规定悬挂设电缆，所有电缆必须悬挂整齐。2、随时清理刮板机、转载机、皮带机的浮煤，防止浮煤堆积。3、电气设备检查修后，应将检修点的杂物清理干净，电气设备表面不能有油污，不能把用过的废油倒在巷道和工作面内，因及时进行回收。4、皮带机必须使用阻燃皮带，并经常检修，对损坏不转的托辊及时更换，皮带跑偏要及时调整。5、移动变电站、泵、临时配电点必须备有灭火器和沙子、黄土、皮带巷每隔100米备两台灭火器，分层石门设一个消防材料库，存放一定数量的消防材料。（三）防灭火要求按规定在综采工作面B2巷道口设置安全监分站，在进回风巷设置甲烷、一氧化碳、温度、风速传感器，对矿井的瓦斯浓度进行实时的、连续不断的监测和监控，发现异常必须及时查明原因并及时处理。附图八：通风系统图、防尘系统图、安全监测监控系统（设备）布置图。第三节 排水系统一、设备选型按规定在综采工作面B2巷道口设置安全监分站，在进回风巷设置甲烷、一氧化碳、温度、风速传感器，对矿井的瓦斯浓度进行实时的、连续不断的监测和监控，发现异常必须及时查明原因并及时处理。二、疏排水系统路线 工作面水B2轨道巷 +591分层石门 +591- +535泄水孔 +535水平机轨合一巷 +535南石门 +535中央水仓地面；三、防治水措施 在工作面铺设两趟DN100软管，并每15架之间安装一个三通可与3寸胶管相接。在主运顺槽内铺设3趟219钢管，在辅运顺槽内从95联巷到14联巷铺设3趟219钢管，从14联巷铺设一趟219钢管。第四节 供电系统一、供电系统由+535水平中央变电所铺设一条高压电缆，通过+535- +591电缆孔到+591分层石门及B2轨道巷接到移动变电站。再由移动变电站通过两台总馈电开关分别供电，其中采煤机、前部刮板机、泵站、喷雾泵站、B2轨道巷回柱绞车、岩石电钻、煤电钻，工作面照明信号用一路供电，另一路通过B2轨道巷送至分层石门配电点，为皮带机、破碎机、转载机、后部刮板机、B1皮带巷回柱绞车、B1皮带巷照明、信号供电。由+535中央变电所另铺设一根低压电缆至+591分层石门配电点，为均压风机和其他用电供电二、电器整定计算高压电缆的长时最大负荷电流计算：Ig=Sb/3 Uecos =8001000/3 1140 0.7= 57.4 A 式中：Ig长时最大负荷电流 Sb移动变电站最大负荷 Ue供电电压cos-加权平均功率因数2）电缆截面计算：Sj= Ig/Js = 57.41.54 = 37.27 mm2 式中：Sj电缆经济断面Js电缆经济密度 取1.54 A/mm,故应选35mm2电缆，型号为UGFP6KV 3*35高压屏蔽电缆。3）校验计算、按长时允许电流校验：查电工手册35mm2高压电缆允许电流值大于Ig=57.4、电压损失校验：根据高压电缆允许电压损失5%，即300v，故符合要求。因此按电流经济密度选择的UGFP6KV 3*35+100m附图九：供电系统示意图。第五节 通讯照明系统一、通讯系统操作人员通过该系统控制刮板机和转载机的起动和停止；刮板机或转载机启动时，放大器发出警报；工作面和转载机处的工作人员可通过放大器随时停止刮板机和转载机。控制台和工作面的人员可通过放大器进行通讯联络。二、照明系统照明、信号综保两台型号BZB-2.5，一台在移动变电站处作为工作面照明和信号控制用，一台在+591分层石门配电点作为B1皮带皮带巷照明和信号控制用；第五章 劳动组织和主要经济技术指标第一节 劳动组织一、作业方式作业形式是采煤工作面24小时生产班和准备班的时间分配形式采用每日三班，每班八小时工作制附图十：正规循环作业图表二、劳动组织工作面人员配备见劳动组织图表 表七工 种一班二班三班四班合计班 长合计第二节 主要经济技术指标 主要经济技术指标表 表八序号项 目单 位1工作面长度m2采 高m3煤层生产能力tm24循环进度m5循环产量t6月循环数（循环率）个（）7月进度m8日产量T9月产量t10在册人数人11出勤人数人12出勤率13回采工效率t 工14坑木定额m3 万t15摩擦（液压）支柱丢失率16金属顶梁丢失率17铁鞋丢失率18火药定额kg万t19单位成本元t20煤层牌号21含矸22灰分23落装煤机械化程度第六章灾害预防及避灾路线一、灾害预防措施、防止瓦斯1、确保工作面的风量和风流稳定，工作面生产后及时对工作面的实际瓦斯涌出量进行测定，并从此调整风量，使风量满足要求。2、加强对工作面通风设施的管理，风门必须安装闭锁装置和正反向风门，并加强对通风设施的检查和维修。综合防尘在放顶煤时必须打开放煤口的喷雾，运煤时刮板机、转载机、破碎机、皮带机的喷雾必须打开进行喷雾。采煤机必须保证内外喷雾设施齐全缺喷嘴或嘴不喷雾要立即更换，保证水量充足，水压符要求，雾化好否则采煤机不准开机运行。工作面进、回风口分别设置一道净化水幕，每副支架的放煤口上方均设置喷雾头、转载机头、前后部刮板运输机机头二、火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾线路工作面B2轨道巷+591分层石门+591-+607上山+607石门：1）副井地面 2）+607候罐硐室+607- +687行人天槽 +687车场 +687-地面行人走巷地面三、水灾避灾路线工作面灾区B2轨道巷（或B1皮带巷）+591分层石门+591-+607上山+607水平石门+607B6巷道+607A6石门+607- +627轨道上山+627回风巷+627- +687暗风井+687-+740暗风井+740-+750回风巷+750回风石门+750-+765行人天槽+765-地面安全出口地面附图十一：工作面避灾路线图。第七章 安全技术措施第一节 一般规定1.工作面必须按照规定保证风量，风量不足时要停止工作。2.用好、管好一切通风设施，严禁人为损坏，如有损坏及时汇报及时修复。3.加强对巷道维修及上下出口及两巷支护管理。4.工作面必须有完整的通风、排水系统。5.严格瓦斯及其他有害气体的管理制度，严禁瓦斯及其他有害气体超限作业第二节 顶板管理1.加强液压支架检修，保证液压系统无窜漏液，支架动作灵活；2.检查所有支架立柱、平衡千斤顶安全阀，保证所有支架安全阀达到额定开启压力，泵站压力达到31.5MPa；3.认真检查液压支架损坏情况，发现支架大脚、掩护梁、底座有开焊、断裂现象时，应及时焊好；4.支架工及时跟机拉架，支架必须达到初撑力。5.采煤机司机应割平顶板，保证支架接顶良好。6.出煤班每班观察周期来压情况，准确掌握来压步距。7.来压时要组织快速推进，加快推进速度。8.来压时工作面严格按支架操作的基本要求操作，液压支架梁端距不应大于670mm。9.在顶板离层的情况下，应采用“擦顶移架法”，即首先将支架立柱快速下降，当支架顶梁与顶板稍有距离时，停止降架，立刻拉架使支架的顶梁与顶板相擦而快速前移，将支架前移一个步距，停止拉架，然后升起支架，并达到初撑力，进行正常的操作支架的过程。10.在顶板比较破碎的情况下，应采用超前拉架法：即在采煤机前面，将支架快速拉前，顶到煤帮上。采煤机割煤时沿底走，下一刀返回时将顶煤割掉。第三节 防治水1.工作面必须敷设两趟DN100排水管路,并且每隔15架设置一个三通。2.备用充足的水泵及30型电源开关，其中机尾一台，工作面三台，机头一台。3.水泵及开关必须台台完好，随时能够投入使用。4.管路及水泵电源线必须吊挂整齐，以免被支架挤坏，延误排水时间。5.检修班检修时，必须派专人在所有有水的地方进行排水，保证不影响生产。6.在割煤过程中，若工作面水位下降，水泵不能抽时，必须把水泵吊起或放在脚踏板上，以免拉架时被支架挤坏。7.水泵及开关电源线、管路包机明确，责任到位，保证排水系统正常运行。8.在正常割煤时，有水的地方必须派专人设泵排水，保证刮板运输机顶链不带水。9.加强联络巷支护，以免防水墙被挤裂，发生窜水现象，影响正常生产。10.提高全体员工防水、排水意识。11.当工作面推至低洼地段时，及时将低洼地段提起，尽量不要在工作面积第四节 爆破管理严禁在局部冒高区打眼放炮，严禁无风、微风作业，放炮时必须使用水炮泥，炮眼封孔长度必须符合2006年版煤矿安全规程规定，工作面实行“一炮三检”和“三人连锁放炮”第五节 通防及安全监测1.所有职工，必需在规定时间内到达岗位，在接班人未到达岗位之前，交班人员不得离开岗位。2.交班时必需做到跟班队干部之间交班，班长和班长之间交班，工种与工种之间交班。3.交班时，交班人员必须将工程质量、设备运行状况、遇到的问题及处理情况、配件及材料消耗情况和接班后必须注意的问题交代清楚，交班人员对本班内能够处理的问题必须在交班前解决，否则接班人有权不接。交班双方应做到“三不交接”即文明生产不合格不交接，故障不排除不交接，问题不交代清楚不交接。4.凡能通过试运转交接的设备必须进行试运转验收，对于在交接班过程中发生的影响生产的问题，交接双方必须予以处理。5.接班人员必须在交班人员在场的情况下，按照设备与工程质量验收标准，对设备与工程质量进行认真细致的检查，接班者对自己盲目验收而接班后发生的问题要负全部责任。6.交班人员升井后，将上一班验收交接情况如实详细的写在验收单上。7.所有进行交接班得人员均要严格执行现场交接班制度，不得找任何借口破坏制度的实施执行。8.如果交班人员有意隐瞒事实，或者接班人员故意刁难不按验收标准验收，不遵守交接班制度，发现后将严格处罚。9.接班后，割第一刀煤的过程中发现上班未交代的遗留问题（如推