12503工作面作业规程文字.doc

12503工作面作业规程 第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系采煤工作面位置及井上下关系见表1。 表1 工作面位置及井上下关系水平名称+750盘区名称南五盘区地面标高1121-1223井下标高696-746地面相对位置工作面地表位于白草塔进风井以南，对坡村以东，与白草塔保护煤柱相接，T41钻孔以西，土地沟断层以北，盖山厚度约396-510米。回采对地面设施的影响地面有对坡村，回采对地表民房、民用山坡地产生裂缝和塌陷。井下位置及与四邻关系工作面位于南五盘区，北西与南五轨道顺槽和南五胶带顺槽相接，北与白草塔保护煤柱相邻，南东与土地沟断层保护煤柱相接，南西尚未采掘。走向长度/ m520倾斜长度/m185面积/m296200第二节 煤 层采煤工作面开采煤层情况见表2。表2 煤层情况表煤层厚度/m3.53煤层结构简单煤层倾角()3开采煤层2#煤种焦煤稳定程度较稳定煤层情况描述该工作面主采2#、3#煤层，煤岩总厚度4.33米,2#煤厚度平均为3.00米，工作面开口处2#、3#煤层分叉，2#、3#间距0.80m，下部3#煤层平均厚度为0.53m，至T41钻孔处，层间距变为0.90 m，局部1.20米，2#煤厚3.20 m，3#煤厚0.54 m。第三节 煤层顶底板开采煤层顶底板情况见表3。表3 煤层顶底板情况表煤层顶底板情况顶板情况岩石名称厚度(m)岩 石 特 征上覆岩层中砂岩4.73白色，上部为细砂岩老 顶粗砂岩4.63灰白色粗粒石英砂岩，含较多煤粒。直接顶中砂岩2.19灰色，中粒石英砂岩，层面含大量煤粒。直接底砂质泥岩2.06深灰色砂质泥岩,夹薄层细砂。老 底粗砂岩7.74灰色粗粒石英砂岩附图1：综合柱状图。第四节 地 质 构 造一、褶曲情况及其对回采的影响该工作面构造复杂，断层发育；工作面整体呈向斜构造，轴部位于轨道顺槽切眼向外550米处，左翼宽缓，倾角0-3，右翼稍陡，倾角3-7；巷道掘进揭露9条正断层，除F8对回采无影响外，其余均对回采影响较大。二、断层情况及其对回采的影响见表4。表4 断层情况表构造编号走向倾向倾角落差性质对回采的影响F1090601.3m正断层影响较大F213242601.6m正断层影响较大F3228138504.5m正断层影响较大F4228138502.6m正断层影响较大F5228138501.8m正断层影响较大F6228138600.9m正断层影响较小F7235145504.8m正断层影响较大F8232142653.5-6.3m正断层无影响F929119702.8m正断层影响较大第五节 水 文 地 质一、含水层（顶部和底部）分析该工作面水文地质条件较复杂，全区属带压开采，2#煤层底板标高696-746m，奥灰水静水位标高886m，工作面水压1.32.1Mpa，突水系数为0.0175-0.0225kgf/cm2.m，工作面位于安全区内。主要出水水源为2#煤层上部砂裂隙岩水。局部地段顶板会有淋滴水现象，回采中遇到陷落柱时，必须坚持“有疑必探，先探后采”的原则。作业过程中认真配合地测科做好防治水的管理,谨防采空区出水及构造导水。工作面回采前在轨道顺槽低洼处打设水仓，配备排水设备及配套排水管路。二、涌水量正常涌水量：正常回采时涌水量为：12m3/h。最大涌水量：工作面最大涌水量为：80m3/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见表5。表5 影响回采的其它地质情况表影响回采的地质因素瓦 斯绝对涌出量29m3/min；相对涌出量6.26m3/t煤 尘煤层具有爆炸性煤的自燃自然发火类型为I类地 温正常地 压正常普氏硬度(f)煤 层夹 矸直接顶直接底2-2.5254二、冲击地压和应力集中区无冲击地压和应力集中区。三、地质部门的建议：1、工作面回采中加强两顺槽支护及工作面顶板管理，以防冒顶及滚帮事故发生。2、工作面断层较多，坡度较大，设备及液压支架要加强检修力度。3、停采线位于对坡村保护煤柱，需对地面建筑物情况进行调查测量，确保地面建筑安全。4、2#煤上部砂岩裂隙水含水丰富，回采中局部顶板可能会有淋水，必须备有排水设备和完善排水系统，以便及时排水。第七节 储量及服务年限一、储量1、工作面工业储量：59万吨。、工作面可采储量：工作面回采率取93，工作面可采储量为53.6万吨，（除保护煤柱外）。二、工作面服务年限工作面服务年限可采推进长度设计月推进长度520（m）/80m(月)=6(月）。第二章 采煤方法采用倾斜长壁后退式一次采全高全部垮落法综合机械化采煤方法。第一节 巷 道 布 置一、盘区设计、盘区巷道布置情况工作面布置在南五盘区左翼，盘区轨道顺槽通过南三轨道大巷与西轨大巷相通形成盘区轨道运输、进风系统；盘区回风顺槽与白草塔回风立井相通形成盘区回风系统；胶带顺槽经集中煤仓与南三集中胶带顺槽相通，通过集中煤仓与西翼胶带顺槽相通形成原煤运输系统。盘区布置三条巷道：南五轨道大巷、南五集中胶带顺槽、南五回风顺槽。二、工作面顺槽工作面轨道顺槽、胶带顺槽均为矩形断面，轨道顺槽设计高度为3.5m，宽度为4m，断面为14m2；胶带顺槽设计高度为3.3m，宽度为4.5m，断面为14.85m2。两顺槽均采用全锚支护，胶带顺槽用于主进风、运煤；轨道顺槽用于辅助进风及材料运输。三、工作面回风顺槽工作面回风顺槽为矩形断面，设计高度为3.5m，宽度为4.2m，断面为14.7m2，采用全锚支护。四、采煤工作面工作面为矩形断面，设计高度为3.3，宽度为7.5，断面为24.752。五、联络巷工作面轨道顺槽与回风顺槽之间设通风联络巷，设计高度为3m，宽度为3m，断面为9m2，采用全锚支护。六、硐室及其他巷道轨道顺槽布置两个高4m深4m宽5m的硐室,作为油脂库和备件库,硐室采用锚喷支护。附图2：工作面及巷道布置平面图。第二节 采 煤 工 艺一、采煤工艺该工作面采用倾斜长壁后退式一次采全高全部垮落法综合机械化采煤方法。采煤工艺为：双滚筒采煤机割煤、装煤可弯曲刮板输送机运煤移架推移刮板刮板输送机。（一）落煤1、落煤方式：采用MG500/1110-GWD型双滚筒采煤机双向割煤，截深为0.8m，往返一次两个循环，循环进度为0.8m。2、进刀方式：采用端头斜切进刀方式，斜切进刀长度不小于50m，进刀深度为0.8m。附图3：端头斜切进刀示意图。（二）、装煤采用采煤机螺旋滚筒配合SGZ-900/1050型可弯曲刮板输送机铲煤板装煤。（三）运煤采用SGZ-900/1050型可弯曲刮板输送机、SZZ-900/315型转载机、PCM-200型破碎机及DSJ120/180-3315型胶带输送机运煤。（四）顶板控制方式 采用全部垮落法的方式控制顶板，采用ZY5600/21/46及ZYT5600/20/42掩护式二柱液压支架支护顶板，移架采用追机作业方式进行及时移架。二、工作面正规循环生产能力W=LShc=185m0.8m4.4m1.36t/m393=824t式中 W正规循环生产能力，t；L工作面长度，185m； S截深，0.8m；H煤厚，4.4m；煤的容重，1.36t/m3；c工作面采出率，93%。第三节 设 备 配 置附表1:机电设备配备表。附图4：工作面设备布置图。第三章 顶 板 控 制第一节 支 护 设 计一、液压支架选型设计工作面顶板采用液压支架控制顶板，支护设计即为液压支架的选型设计。（一）选型依据：根据西山矿区煤层顶板分类,2#煤直接顶属2类，基本顶为级,选用掩护式二柱液压支架。 （二）液压支架型号：ZY5600/21/46型掩护式二柱液压支架117个。ZYT5600/20/42型掩护式二柱液压支架6个。（三）支护强度验算：P=（48）HR10-6P直接顶及老顶来压时的支护强度，MPa；H采高，取4.4m；R直接顶岩石容重，取2.6104 N/m3；P=64.42.610410-6=0.69MPa。（四）本工作面选用ZY5600/21/46及ZY5600/20/42液压支架的支护强度均为0.84MPa，选型合理。（五）最大、最小控顶距：根据工作面实际情况，结合采煤机、刮板输送机、液压支架等设备配套情况来确定：Lmin=d+e Lmax=d+e+s式中：d: 液压支架顶梁长度 取4.0me: 梁端距0.35-0.45取0.423m s: 采煤机截深 取0.8m Lmin=4.0+0.423=4.423m Lmax=4.0+0.423+0.8=5.223m二、乳化液泵站（一）泵站选型、数量工作面选用BRW315/31.5型乳化液泵2台，1台备用，1台工作。 RX315/25型乳化液箱供液，乳化液泵站到工作面采用31.5mm高压管路进液，51mm管路回液。（二）泵站安设位置乳化液泵站、液箱安设于轨道顺槽系列车中，随着工作面回采的推进，与系列车一起移动。系列车位置始终保持在回风横贯10米以外。泵体、液箱要求平、正以免造成齿轮箱缺油。（三）泵站使用规定、泵站操作人员必须经过培训，经考试合格后方可持证上岗。、泵站上的任何保护严禁甩掉。、泵站、泵箱的盖板必须盖严，以防污物等进入泵体、泵箱。、不得随意开动泵站，必须接到开泵信号后方可开动。、泵站司机必须按规定压力送液，不得任意调压。、各部件的联接螺栓等紧固件要紧固齐全。、任何情况下不得关闭泵站的回液管路。、齿轮箱、曲柄箱的油位，必须符合规定。、过滤器要保持清洁，三天清洗一次。10、必须保证乳化液泵完好，并经常检查油位、水位是否符合要求。11、液箱必须高于泵体100mm左右。12、乳化液的配比浓度在3%-5%之间。13、检查各部的油位、水位、紧固件、液压阀及管路情况，发现异常情况立即处理,否则不得开机。14、注意泵的声音是否正常，检查有无渗油现象。15、经常观察压力指示是否正常，注意卸载阀、安全阀的工作状态。16、经常检查乳化液箱、乳化油及乳化液的液位，液位低于规定时应及时加注相应的液体。17、发现异常情况或故障时，必须立即停泵检查，在未查明原因和排除故障前，严禁开泵。第二节 工作面顶板控制一、正常时期顶板支护方式工作面采用掩护式二柱液压支架支护顶板、采用全部垮落法的方式控制顶板、采空区顶板随液压支架前移自行垮落充填。最大控顶距5.223m,最小控顶距4.423m,工作面内采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架打出护帮板，移架在采煤机割过35架后进行，超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤，进行处理。二、特殊时期的顶板支护方式当工作面顶板破碎或过断层时要求做到以下几点：（一）工作面过断层时应加强液压支架、采煤机、转载机、刮板输送机、破碎机检修，严禁“带病”运转。（二）断层面附近应根据顶板实际情况可留有一定的顶煤,保证平缓过渡，减小液压支架错差。（三）相邻液压支架错差不大于顶梁侧护板的2/3，液压支架不挤、不咬、不倒，保持良好的支护状态。第三节 轨道顺槽、胶带顺槽及端头顶板控制一、工作面轨道顺槽、胶带顺槽的顶板控制 （一）轨道顺槽、胶带顺槽超前支护1、两顺槽超前支护均采用单体液压支柱加“工”字钢梁进行维护，轨道顺槽超前距离不小于30m，工作面煤壁线往外15m范围内为“一梁三柱”， 中柱打设于距煤体侧单体液压支柱1.3m处，排距为0.9m。胶带顺槽超前距离不小于25m,工作面煤壁线往外10m范围内为“一梁三柱”，中柱打设于距转载机帮（靠煤帮侧）0.2m处，排距为0.9m。2、超前支护的单体液压支柱要打成一条直线，所有三用阀要平行于巷道，且注液口均朝落山方向，单体液压支柱迎山有力，升紧打牢，所有单体液压支柱必须用限位防倒装置连接好，“工”字钢梁用10#铁丝与顶网连接。两顺槽无空载、失效的单体液压支柱，单体液压支柱初撑力不低于90kN，底板松软时必须穿“铁鞋”。3、如两顺槽出现超高现象要及时进行勾顶，保证超前支护接顶严实。（二）轨道顺槽、胶带顺槽的顶板管理若工作面两顺槽顶板破碎压力大时，延长两顺槽超前维护距离，两端头加打一排单体液压支柱或单体液压支柱穿靴。必要时打设对对棚,保证顶板的完好。二、工作面安全出口的管理1、两端头采用端头液压支架配合双排密集单体液压支柱进行维护，排距为0.8m，柱距为0.4m，后排密集单体液压支柱与液压支架切顶线对齐，柱帽垂直于工作面放置，柱帽必须用10铁丝与顶网拴牢，前排密集单体液压支柱间留有0.5m-0.7m以上的出口。当工作面端头液压支架边缘至煤帮距超过1.3m时，采用带帽点柱进行维护，排距为0.8m，柱距为0.7m，确保空顶面积不大于0.8m0.8m。2、上下安全出口高度不低于1.8m，宽度不小于0.7m；否则需要拉底、扩帮，并进行维护。支护材料的使用数量和存放管理见表9种类规格使用量复用率/%备注单体液压支柱DZ3500100根100含10备用DZ3800200根DZ280050根棚梁矿用11#工字钢130根100含10备用圆木2003.0m50根0沿空留巷用板梁1/22003.0m50块0维护破碎顶板柱帽400200100mm80块0沿空留巷用铁柱帽400mm50块100端头维护用所有的支护材料必须码放整齐，并挂牌管理。附图5：工作面、两端头及两顺槽超前支护示意图。附图6-1:轨道顺槽断面图。附图6-2:胶带顺槽断面图。第四节 矿 压 观 测一、矿压观测内容工作面顶板动态监测以及工作面两顺槽顶板变化情况。二、矿压观测方法（一）工作面的矿压观测工作面每架安装一组压力表，工作面平均布置5条测线(即安设5组圆图仪),实行24小时不间断的监测。每班在操作液压支架结束后都必须将液压支架升紧，保证液压支架的初撑力不低于24Mpa。（二）顺槽的矿压观测两顺槽单体液压支柱的支撑力监测采用单体液压支柱测力仪进行监测，检修班打完超前维护段的单体液压支柱后由验收员对单体液压支柱的初撑力进行测量。第四章 生 产 系 统第一节 运 输一、运输设备及运输方式（一）运煤设备及装、转载方式采用双滚筒采煤机割煤，其螺旋滚筒配合工作面刮板输送机前移、落煤、装煤。由工作面刮板输送机转载机胶带输送机南五胶带顺槽。（二）辅助运输设备及运输方式辅助运输设备采用绞车运输。二、推移刮板输送机、转载机方式(一)推移刮板输送机方式采用液压支架推拉千斤顶推移刮板输送机，推移步距为0.8m,推移刮板输送机距采煤机后滚筒45m进行,弯曲度不大于3度。(二)拉移转载机方式采用机头1#、2#、3#架同时进行顶推刮板输送机机头的方式，实现转载机的拉移，每循环拉移一次，步距为0.8m；胶带输送机机尾3个循环拉移一次，采用马蹄尔自移机尾装置实现胶带输送机机尾的拉移。三、运煤路线：工作面胶带顺槽南五胶带顺槽南五集中煤仓南三集中胶带顺槽南三3#溜煤眼西翼胶带大巷北翼转载胶带井底1#、2#煤仓主斜井地面。四、辅助运输路线：地面副斜井（副立井）井底车场中央轨道大巷西轨大巷南三轨道大巷西翼轨道巷南五轨道大巷12503轨道顺槽用料地点。附图7：运输系统示意图。第二节 “一通三防”与安全监控一、工作面瓦斯、煤尘等情况1、工作面回采煤层为2#、3#煤层，煤尘具有爆炸性，自燃倾向性属类，属自燃煤层。2、12503综采工作面采用“两进一回”通风方式，即皮带顺槽主进风、轨道顺槽辅助进风，回风巷回风。回风巷瓦斯段通过局扇掺新风的方法，将瓦斯浓度控制在1.0%以内进行管理，在12503轨道顺槽3#横贯处安设两台255KW的局部通风机。对回风顺槽正前进行供风，稀释回风顺槽正前瓦斯，并将回风顺槽内瓦斯浓度稀释在煤矿安全规程所规定的安全浓度以下。二、工作面通风系统主斜井（副斜井、副立井）西轨大巷（西翼胶带大巷）南三轨道大巷（白草塔进风井）南五轨道大巷12503轨道顺槽(12503胶带顺槽)12503回风顺槽南五总回白草塔回风立井地面。三、工作面配风计算1、采煤工作面（皮带顺槽主进风）需风量计算（1）按照瓦斯浓度不超过0.8%计算：Q采=125q采KCH4=125101.34=1675m3/min 式中：Q采采煤工作面（皮带顺槽进风）实际需要风量，m3/min;q采12503工作面回采期间本煤层绝对瓦斯涌出量为10m3/min；KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与年平均日瓦斯绝对涌出量的比值），实测为1.34；故KCH4取1.34（2）按回采工作面同时作业人数计算：每人供风不少于4 m3/min， Q采4N（m3/min）Q采4N=442=168 m3/min式中：N工作面最多人数；（3）按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采=60V采LMK =6014.74.40.8 =992.6（m3/min）式中：L平均控顶距离，取4.7m；M工作面采高，取4.4m；V采采煤工作面风速,取1 m/s；K 有效通风断面系数,取0.8。2、轨道顺槽后部按最低风速进行计算：Q皮冲=0.251460=210（m3/min） 取300 m3/min式中：1412503轨道顺槽进风设计断面 m23、按照工作面后回风横贯瓦斯浓度不超过1.0%进行计算：Q冲洗=100q排KCH4=100101.34=1340（m3/min）式中：Q冲洗回采工作面后回风横贯段冲洗风量，m3/min;q排12503工作面回采期间采空区绝对瓦斯涌出量为10m3/min；KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数取1.34选用255Kw的局部通风机的出口风量为1000m3/min。工作面后回风横贯过风量为500m3/min则Q实=1000+500=1500（m3/min） ，Q实Q高 4、工作面总需风量为：Q总= （Q采Q后回）Q轨进+ Q冲洗=（1675-500）+300+1340=2815（m3/min） 式中：Q采采煤工作面（皮带顺槽进风）实际需要风量，m3/min;Q后回后回风横贯冲洗风量，m3/min;Q轨进轨道顺槽冲洗风量，m3/min;Q冲洗回采工作面后回风横贯段冲洗风量，m3/min;5、按风速进行验算:（1）按回风顺槽断面验算: 回风顺槽实际需要风量为2815m3/min，巷道断面积为15.8,则V=Q/S=2815/（15.860）=2.97m/s。根据煤矿安全规程规定:回风顺槽最低允许风速为0.25m/s,最高允许风速为5m/s。根据以上公式计算出的巷道风速为2.97m/s符合煤矿安全规程规定的最低、最高风速要求。 （2）按轨道顺槽（辅助进风）断面验算轨道顺槽实际需要风量为300m3/min，巷道断面积为14,则V=Q/S=300/（1460）=0.36m/s。根据煤矿安全规程规定：煤巷最低允许风速为0.25m/s,最高允许风速为4m/s。根据以上公式计算出的轨道顺槽风速为0.36m/s符合煤矿安全规程规定的最低、最高风速要求。 （3）按皮带顺槽（主进风）断面验算皮带顺槽实际需风量为1675m3/min, 巷道断面积为14.85, V=Q/S=2027/（14.8560）=1.88m/s,根据煤矿安全规程规定：煤巷最低允许风速为0.25m/s,最高允许风速为4m/s，根据以上公式计算出的皮带顺槽风速为1.88m/s符合煤矿安全规程规定的最低、最高风速要求。（4）按工作面断面验算采煤工作面风量为1675m3/min,工作面切眼断面积为24.75,考虑工作面支架及采煤机所占断面, 工作面有效通风面积取断面的80%,工作面实际切眼通风断面为24.7580%=19.8,则V=Q/S=1675/（19.860）=1.41m/s。根据煤矿安全规程规定：采煤工作面最低允许风速为0.25m/s,最高允许风速为4m/s。根据以上公式计算出的巷道风速为1.41m/s，均符合煤矿安全规程规定的最低、最高风速要求。（5）按最低、最高风速进行验算Q工最低15S=1517.3=259.5（m3/min）Q工最高240S=24017.3=4152（m3/min）Q回最低15S=1514.7=220.5（m3/min）Q回最高300S=30015.8=4740（m3/min）Q最低Q采 Q最高，符合风速要求。由以上计算确定采煤工作面总需风量为2815m3/min，其中12503轨道顺槽进风量为300m3/min，12503皮带顺槽进风量为1675m3/min，回风巷冲洗风量为1340m3/min 。附图8通风系统示意图。四、工作面安全监测系统安全监控设施的安设及断、复电值规定（见图：12503工作面安全监控系统示意图）工作面采用重庆煤科院生产的KJ-90NB监控系统。在12503工作面轨道、皮带顺槽口各安设一台中分站，分站的电源取自专供电源，确保分站能连续监测、监控，用屏蔽通信电缆与中心站连接。12503工作面各种传感器安设位置、报警点、断电点、复电点及断电范围设置情况如下表所示。传感器编号位置报警点断电点复电点断电范围T0工作面回风上隅角0.8%1.3%0.8%工作面及12503回风巷所有非本质安全型电器设备电源T1轨道顺槽距工作面 010m0.8%1.3%0.8%工作面及12503回风巷所有非本质安全型电器设备电源T2轨道顺槽距前回风横贯以里10-15m0.8%0.8%0.8%工作面及12503回风巷所有非本质安全型电器设备电源T5皮带顺槽距工作面010m范围内0.5%0.5%0.5%工作面及12503轨道顺槽（皮带顺槽）、12503回风巷所有非本质安全型电器设备电源T7轨道顺槽距前回风横贯以外10-15m0.5%0.5%1.0%工作面及进、回风巷所有非本质安全型电器设备电源T812503回风巷口到南五回风巷下风侧10-15m范围内0.8%0.8%0.8%工作面及12503回风巷所有非本质安全型电器设备电源T912503回风巷距后回风横贯口以外10-15m范围内1.3%1.3%1.3%工作面及12503回风巷所有非本质安全型电器设备电源T1012503回风巷口以里10-15m范围内0.8%0.8%0.8%工作面及12503回风巷所有非本质安全型电器设备电源T1112503回风巷正前以外010m范围内0.8%0.8%0.8%工作面及12503回风巷所有非本质安全型电器设备电源T中回风巷中部0.8%0.8%0.8%工作面及其回风巷所有非本质安全型电器设备电源T运输机挡煤板电缆槽下部0.8%1.3%0.8%工作面及12503回风巷所有非本质安全型电器设备电源CO12503回风巷口以里10-15m处范围内24ppmW12503回风巷口以里10-15m处范围内26v12503回风巷口以里10-15m处范围内4m/s附图9：监控系统布置示意图。五、工作面防灭火（一）防灭火系统防灭火必须具备防灭火系统。附图10：防灭火系统布置图。（二）为防止工作面火灾事故的发生，应采取以下措施：1、装备：1）、用水地点管路中，必须保证足够的水压及水量。2）、以下地点必须设置消防管路及三通阀门：轨道顺槽、胶带顺槽、回风顺槽每隔50m处；胶带输送机机头；工作面每隔10个液压支架安设一根洒水软管。3）、胶带输送机应装设烟雾报警装置和洒水灭火装置。4）、胶带输送机机头、中驱动、油脂库、控制台、液压支架等地点必须按防灭火规范规定配置灭火器材。 2、管理措施：1）、加强机电设备管理，电气设备各种保护装置齐全、灵敏、可靠。2）、加强机电管理，所有电器设备的选择、安装与使用除严格执行有关规定外，还应正确使用各类安全保护装置，防止电气火灾。3）、胶带输送机机头20m范围内、油脂库支护均应采取不燃性材料支护。4）、按规定在胶带输送机机头配备好消防软管。5）、在工作面的移动变压器旁边配备2具灭火器，胶带输送机机头配备2具灭火器，中驱动配备2具灭火器，油脂库配备3具灭火器,液压支架间每10架吊挂1具,并每旬进行检查。6）、加强职工教育，要使全体职工从思想上高度重视防火工作的重要性，使全体职工自觉执行有关规定。7）、井下严禁使用非阻燃胶带。8）、胶带输送机滚筒下风测10-15米处设置烟雾传感器。3、煤炭自然发火初期征兆：1)、两顺槽中的温度增加，出现雾气，在液压支架和巷道壁表面形成水珠。2)、在两顺槽中如闻到煤油、汽油气味，尤其当闻到煤焦油恶臭时，表明煤炭自燃已发展到严重程度。3)、煤炭自燃过程中产生CO、CO2，使人感到闷热、憋气、头痛、四肢无力、疲劳等症状。发现上述征兆时，必须立即停止作业，佩戴好隔离式自救器，撤出人员至新鲜风流的顺槽中，并汇报矿调度及通风调度，只有在采取措施处理后，确保安全的前提下，人员方能进入顺槽或工作面。4、防止煤炭自燃的措施:1）、严格按照作业规程作业，回采过程中不得任意留设设计外煤柱，严格控制采高，提高煤炭回收率。不得把材料、棉纱、油脂等易燃品丢入采空区。端头及工作面浮煤应清扫干净，不得遗留到采空区，工作面的支护在进入采空区以前必须回收干净，保证采空区顶板能够充分垮落密实，减少向采空区漏风，锚杆、锚索在进入采空区前应将托板、锁具取掉。2）、加强两顺槽的维护工作，保证顺槽设计断面和通风畅通，避免冒顶、漏顶事故发生，降低通风系统的阻力，减小采空区两侧的风压差，尽可能地减少向采空区漏风。3）、当工作面回采推过一个横贯时，及时调整采空区两端的风压差，以减少漏风。通风三队必须对回风顺槽正前及时封闭。4）、监控队负责在工作面回风顺槽设置一氧化碳（CO）、速度（V）及温度（W）传感器，并定期校对。搞好井下火灾预测预报监测系统，保证该系统的正常运转。5）、通风三队必须建立自然发火预测预报台帐，认真做好自然发火的预测预报工作。通风区每月取样化验,抽采区每周对回风顺槽抽放管路气样取样化验，由通风区认真分析有无自然发火危险，发现有自然发火预兆时及时汇报矿领导及有关部门，并采取措施，防止煤层自燃，引发事故。6）、工作面回采结束后，液压支架等设备应尽快撤出，通风区及时进行永久性封闭，最迟不得超过45天，从撤出液压支架之日算起。7）、阻化剂喷洒系统。采用ZHJ-3/3矿用移动式防灭火注浆装置，该装置注气雾阻化剂流量400L/h,额定压力3MPa,电机功率2.2KW，工作原理是利用其管路系统通过向采空区内喷洒阻化剂，配料采用15%的MgCl2或GaCl2 和85%的水，每天检修班进行向采空区内喷洒阻化剂。六、工作面综合防尘系统设计（一）防尘管路系统地面主斜井中央轨道大巷西轨大巷南三轨道大巷南五轨道大巷胶带顺槽（轨道顺槽、回风顺槽）工作面。附图11：防尘系统布置示意图。（二）防尘设施安设要求1、工作面喷雾灭尘各转载处、溜煤眼、破碎机处均设置洒水灭尘装置，要求能覆盖煤流，并有专人负责管理。工作面每个液压支架安装一套自动喷雾装置，采煤机必须安装内外喷雾装置。割煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力为2MPa，外喷雾压力为1.5MPa。如果内喷雾装置不能正常使用，外喷雾压力为4MPa，无水或喷雾装置损坏时必须停机。2、两顺槽距工作面30m和距顺槽口50m范围必须设置一道封闭全断面的净化水幕，回风横贯口设置一道挡尘帘并在挡尘帘上方安设一道能封闭全断面的净化水幕，要求向下迎风45度，水压不得低于1.5Mpa。3、轨道顺槽、胶带顺槽、工作面不得有煤尘堆积（厚度超过2mm、连续长度超过5m）。（三）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施工作面三条顺槽每隔200m吊挂一组隔爆水棚。水量按顺槽断面计算，不小于200升/m2，每个水槽30升，每排不少于4袋，排距为1600mm。轨道顺槽断面：14m2，需水量：2800升，需水槽：94个，每组20排。胶带顺槽断面：14.85m2需水量：2970升,需水槽：99个，每组20排。回风顺槽断面：14.7m2，需水量：2940升,需水槽：98个，每组20排。安排专人维护，保证水量充足，并悬挂隔爆设施牌板进行管理。七、“四位一体”防治瓦斯异常涌出措施:(一)预测预报由抽采区安排瓦斯实验室人员对工作面进行瓦斯异常涌出预测预报，预测预报与施工排放钻孔同班进行。（二）防治瓦斯异常涌出措施1、卸压排放钻孔：结合工作面实际情况回采时采取施工瓦斯钻孔，孔径42mm、钻孔深度12m、预留4m、钻孔间距15m，工作面共布置12个预测孔。若工作面瓦斯突出危险性指标超过0.5时,沿工作面每3米施工卸压排放钻孔,孔径42mm,孔深12米。圆班按照5刀煤进行组织,其中丁甲班为3刀,乙班为2刀。2、注水措施：工作面出现软分层或地质构造时实施浅孔注水，钻孔封孔长度为2m，封孔方式采用快速膨胀封孔器封孔，对两顺槽停抽的本煤层钻孔或报废孔，必须超前工作面5m采取注水措施。3、遇地质构造及地质异常区的防治措施:工作面每回采3040m由地测科对前方地质构造及地质异常区利用物探仪器进行探测，当工作面回采到距地测科物探出异常区25m时，对瓦斯排放措施孔利用快速封孔器封孔并实施注水，钻孔封孔长度为2m，注水压力为8MPa，当煤壁出水后方可停止注水。工作面有地质构造时，在地质构造区域范围布置预测孔，孔深要求达到地质构造处，同时测定突出危险性指标K1值、钻屑量，判别煤的破坏类型。(三)效果检验卸压排放孔排放46小时后进行效果检验，只有效果检验合格后方可回采。（四）安全防护措施 1、通风系统:回风系统中不得设置风流调节设施，保证风流畅通，回风系统内严禁作业及安设电气设备；正、反向风门必须设在工作面进风侧，控制瓦斯异常涌出时瓦斯能沿回风流进入回风系统，防止风流方向逆转。2、压风自救系统1）、压风自救系统布置在工作面轨道顺槽、胶带顺槽和回风顺槽内。2）、轨道顺槽和胶带顺槽距工作面50m设置一组压风自救系统，回风顺槽距回风横贯以外15m处设置一组压风自救系统，每组15个压风自救袋；各转载点及轨道顺槽、胶带顺槽有人作业地点必须各设一组，每组8个袋。每个自救袋供风量不得少于0.1m3/min，压风自救系统必须派专人维护，确保压风自救系统完好，并在压风自救袋设置点安设电话。（五）瓦斯异常涌出的处理程序及避灾路线1、瓦斯异常涌出的处理程序：（1）所有人员立即佩戴隔离式自救器沿避灾路线撤至进风风流中。（2）来不及撤离的人员可就近撤到压风自救系统设置点。（3）“三员两长”到达就近压风自救系统设置点汇报矿调度。（4）矿调度命令切断南五盘区所有非本安型电源（包括西轨架空线电源），通知各矿领导及相关部门负责人和救护队，并汇报公司调度。2、避灾路线:12503轨道顺槽：作业地点轨道顺槽南五轨道大巷白草塔进风井底。12503胶带顺槽：作业地点1胶带顺槽南五集中胶带顺槽1#轨胶联络巷南五轨道大巷白草塔进风井底。12503回风顺槽：作业地点就近设置风门的横贯轨道顺槽南五轨道大巷白草塔进风井底。八、工作面瓦斯抽放系统1、钻孔布置情况轨道顺槽交叉布置本煤层钻孔，垂直孔孔深为170m，倾斜孔孔深为175m，方位角75。靠近切眼300m范围内施工间距为3m的本煤层钻孔100个，钻孔总进尺为17250m；在轨道顺槽靠近切眼外3001500m范围内施工间距为5m的本煤层钻孔236个，钻孔总进尺为40265m。12503轨道顺槽共布置抽放钻孔336个，合计进尺57515m。胶带顺槽（11701620m段）布置斜向工作面的本煤层钻孔，孔深90m，方位角75，钻孔间距5m，共布置90个，合计进尺8100m。回风顺槽布置垂直于工作面走向邻近层抽放孔，其孔深80m，倾角4245，终孔垂高为53.556.6m，孔间距为15m，孔径113mm。因在工作面初采期间，采空区初次来压较晚，因此在靠近工作面切眼向外50m范围内，钻孔倾角设计为30，垂高为40m，孔间距为5m；靠近工作面切眼向外50m100m范围内，钻孔倾角设计为35，垂高为45.8m，孔间距为10m；靠近工作面切眼向外100m150m范围内，钻孔倾角设计为40，垂高为51.4m，孔间距为15m。12503回风顺槽共布置邻近层钻孔83个孔，合计进尺6400m。2、为解决工作面上隅角及后回风横贯以里采空区瓦斯,在回风顺槽1#横贯处安设一台ZWY130/160型移动式抽采泵延工作面每3m施工卸压排放钻孔，实施埋管抽采,抽出的瓦斯直接排入南五总回风顺槽。 3、移动式抽采管道系统为:埋管横贯DN300mm12503回风顺槽 DN450mm1#移动泵站DN450mm南五总回风顺槽D450mm。埋管横贯DN300mm12503回风顺槽 DN300mm2#移动泵站DN450mm南五总回风顺槽D450mm。附图12：抽放管路布置示意图。第三节 压风、给水、排水一、压风系统压风主斜井中央轨道大巷西轨大巷南三轨道大巷西翼轨道巷南五轨道巷轨道顺槽（胶带顺槽）工作面。二、给水系统压水主斜井中央轨道大巷西轨大巷南三轨道大巷西翼轨道巷南五轨道巷轨道顺槽（胶带顺槽）工作面。三、排水系统1、设备选型由于工作面属于带压开采,上部砂岩裂隙含水丰富,回采呈下山,预计最大涌水量80-100m3/h,水害隐患严重。因此在两顺槽低洼处打设至少容量10m3的水仓,配备两台能够同时开启的37KW排水泵,配一趟3寸排水管路和一趟4寸排水管路。2、排水路线工作面轨道顺槽（胶带顺槽）南五轨道大巷西翼轨道巷南三轨道大巷西轨大巷中央轨道大巷中央水仓主斜井地面。附图13：压风、给排水系统示意图。第四节 供 电一、供电情况工作面选用KBSGZY-3150/6/3.3型负荷中心一台,KBSGZY-1250/6/1.14移变二台；在胶带输送机机头设置1250KVA移变一台，供胶带输送机的用电；另一台1250KVA移变供转载机、破碎机、两台乳化液泵、两台喷雾泵的用电。KBSGZY-3150/6/3.3型负荷中心供采煤机、刮板输送机的用电，都放置于系列车处。八组合开关、控制台、泵箱等放于系列车上随回采移动,要求开关面向煤体。供移变的三趟电源分别引自南五1#变电所高开柜。见供电系统图。附图14：高压供电系统图。二、电气整定计算附表2:机电设备整定值一览表。第五节 通讯、照明一、通讯系统工作面控制台和每部运输设备机头、中驱动及压风自救装置处各安设矿用隔爆电话一部。工作面控制系统采用TK200，胶带输送机采用TK100。二、照明系统工作面液压支架照明灯每10架安设一盏，共设13盏，胶带输送机机头及储存架处70m范围内每10m设一盏照明灯。附图15：通讯、照明系统示意图。第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳 动 组 织一、作业方式采用“四六”制作业，甲、乙、丁班出煤，丙班检修。附表3:劳动组织表。第二节 作业循环附图16：正规循环作业图表。第三节 主要技术经济指标附表4:主要技术经济指标表。第六章 煤 质