上综放工作面采煤作业规程.doc

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 影响回采其他因素 13第七节 储量及服务年限 13第二章 采煤办法 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 设备配备 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 运送系统 38第二节 通防与监控系统 39第三节 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 劳动组织和重要经济技术指标 56第一节 劳动组织 56第二节 重要经济技术指标表 56第六章 灾害防止及避灾路线 57第七章 安全技术办法 63第一节 普通办法 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 运送管理 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 日运送专业： 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、存在重要问题：二、解决意见：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朴,对工作面回采有影响含水层重要是3煤顶板砂岩含水层,依照1118回采工作面状况，预测最大涌水量为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F6断层有含水也许，因而要按规定留足50米防水煤柱，并严格坚持“有疑必探”原则，加强探水。二、涌水量预测该面正常涌水量为6米3 /h,最大涌水量为12米3 /h。第六节 影响回采其他因素一、影响回采其他地质状况详见表五。第七节 储量及服务年限一、储量工作面可推动长度为370米，工作面长度为36.8米。工业储量：159368t;可采储量：本矿综放工作面回采率参照值为80%，可采储量：12795t。二、采煤工作面服务年限工作面服务年限=可采推动长度/月设计推动长度=370/(0.6530)=4.1个月第二章 采煤办法第一节 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上工作面在-760米水平，-760米水平布置有-760轨道运送(进风)巷和-750皮带运送(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，重要用于该工作面进风和运料。轨道顺槽采用锚网支护。顶部锚杆为20220O米米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8#冷拔丝编织金属网。采煤机用水、工作面两部运送机变速箱冷却水通过轨道顺槽50防尘管路供应。三、采煤工作面运送顺槽1118上工作面北侧顺槽为运送顺槽,沿煤层底板布置。巷道断面与轨道顺槽断面同样。重要用于该工作面回风和运煤。运送顺槽内布置有50防尘管路一趟，并设立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米米树脂锚杆，K2370锚固剂2卷，金属网采用网孔为6060米米8#冷拔丝编织金属网。锚索使用18800O米米锚索，12#矿用工字钢制作2.1米长工字钢梁。锚杆排距间距=80080O米米，锚索梁间距3.2米。五、硐室及其他巷道布置在切眼接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。在切眼接近轨道顺槽、皮带顺槽端各布置一种液压支架调架硐室，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8#冷拔丝编织金属网。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、采煤办法和回采工艺1、采煤办法1118上工作面采用倾斜长壁放顶煤技术，一次采全高所有垮落采煤办法。2、回采工艺炮采放顶煤，爆破落煤，人工装煤，刮板输送机运煤，KC-II悬移支架加金属网支护顶板。(1)、采高和采放比拟定采高：依照支架工作高度，拟定采高为2.2米。放煤高度：采放比：(2)放顶煤步距初次放顶煤步距：工作面正常推动，待顶煤自然冒落布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送机移架放顶煤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，工作面推动时采用五花眼爆破。工作面采用“一推一放”，每次推动度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 设备配备一、运送设备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，其他技术参数为电机功率:110 KW运送能力:400t/h中间槽尺寸: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，其他技术参数为电机功率:55KW运送能力: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运送能力：400t/h带宽：800米米带速：2.0米/s4.辅助运送设备选用1吨矿车和平板车,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 :125kW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、参照本矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选取本工作面矿压参数。(见表六)2、合理支护强度计算采用经验公式计算：Pt=89.81hr =89.812.32.6=469.310(kN/米2)3、选取工作面支护强度参照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),因而工作面支护强度应不不大于469.31(kN/米2)。4、支护设备选取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架，下端头选用ZFG2800/18/26B型过渡支架两架。从运送顺槽到轨道顺槽依次编号为143号支架。 依照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同步，也能满足底板比压值规定。通过对比、验算，证明选用ZF2400/16/24BH型支架能满足规定。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。重要技术参数如下: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)泵站设立位置泵站安设在原1118轨道顺槽下车场。(三)泵站使用规定要保证泵站压力不不大于20米Pa，乳化液浓度3%5%。要加强支架与泵站维修,杜绝系统串漏液。第二节 工作面顶板管理依照已开采工作面矿压观测资料，其煤层顶板为老顶来压不明显,直接顶为不稳定二类顶板,本工作面顶板管理采用所有垮落法。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号架顶梁边沿不得不不大于0.5米，距离超过0.5米时，必要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，再进行其他操作，工艺为移架割煤移运送机。移架步距0.6米。采煤机割煤并移架后，及时将支架伸缩梁伸出护顶。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，及时将支架前探梁伸出护顶。3、机头处排头架移架顺序为: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。支护规定：1、工作面应达到动态质量原则化规定,保证“三直、两平、一净、两畅通”质量规定。三直：支架排成一条直线，偏差不超过50米米;运送机一条直线，偏差不超过50米米，弯曲段不不大于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、加强支架支护强度,保证支护质量,支架初撑力不得不大于24米Pa。3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒距离普通不超过10米，防止长时间空顶。4、工作面浮现冒顶时，要及时用木料接顶，并支设好支架。5、工作面生产此前要编制初次放顶和初次放顶煤专项办法。二、特殊时期顶板管理(一)来压及停采前顶板管理 :1、工作面基本顶初次来压前必要编制专门安全技术办法。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压预测预报工作,由矿压小组在轨道、运送顺槽挂牌标明来压位置。3、工作面支架以及轨道、运送顺槽所有单体支柱必要达到规定初撑力,特别注意工作面中部支架初撑力及支架状态,及时采用办法防止冒顶。4、要控制好采高，禁止超高。5、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,恰当加大支护密度,保证端头连网与巷道搭接0.5米以上,防止浮现端头冒顶。6、工作面停采时要编制停采办法,加强顶板管理。(二)过断层及顶板破碎时顶板管理 :该面未做过三维地震勘探，构造控制限度较差对F6及F5-1断层平面位置及次生构造把握不准，有也许向面延伸，因此必要加强回采时过断层顶板管理工作。过断层时另行编制办法报批。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、运送顺槽超前支护1、支护规定:轨道、运送顺槽自工作面向外20米范畴内必要加强支护，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米范畴内均打双排。超前支护以外巷道浮现变形时应及时打点柱支护。支柱支设在实底上，柱窝必要做麻面，当底板松软时必要穿铁鞋。遇顶板冒高处，3.5米及如下支柱无法支护时，用4米单体支柱配合轻轨支护，柱爪与轻轨接触面必要垫木片。2、支护材料及支护密度:顺槽超前支护使用两排1米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、支护质量控制原则支柱纵横成线,偏差不大于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不大于6.5米Pa。顶梁上部不平时，必要用木料垫实接顶，顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。两巷支撑高度不得低于1.8米,行人道宽度不得不大于0.7米,单体支柱活柱行程不得不大于150米米。单体支柱钻底达不到初撑力或底板松软时必要穿铁鞋。所有单体支柱必要拴好防倒绳。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#架顶梁边沿不得不不大于0.5米，距离超过0.5米时，必要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，必要在每一种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米及如下支柱无法支护时，用4米单体支柱配合轻轨支护，柱爪与轻轨接触面必要垫木片。所有支柱初撑力不得不大于11.5 米Pa，支柱钻底严重支撑力达不到规定期必要穿铁鞋，支柱必要拴好防倒绳，顶梁必要铰接使用。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不大于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金属网剪掉，煤机割到端头时要慢行，慢慢将锚杆顶出，割出锚杆要及时捡出，禁止进入溜子和皮带。若顶板破碎时必要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沿不不不大于0.5米。3、上、下端头应支设切顶关门支柱，支柱(中对中)间距不不不大于0.4米，支柱初撑力不得不大于6.5 米Pa，并使之挡矸有效。随着工作面推动，关门柱及时回撤前移，运送顺槽关门柱以顺槽刮板运送机机尾为准，拖后距离不得超过1.2米;轨道顺槽关门柱回撤原则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。端头支护前移、支设应在端头支架移架完毕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)11根，铁鞋10个，坑木5米3。备用材料存储地点，应保持距工作面50100米之间，在轨道顺槽中外侧煤壁处。材料分类摆放整洁，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。材料存储地点必要保证有0.7米以上宽度人行道和必须运送通道。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上工作面矿压观测研究内容重要有：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、顺槽超前支护范畴内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。依照观测成果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特性，工作面支架受力特点，支架对顶煤适应性和控制效果，超前压力影响范畴和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步理解煤、岩体力学参数等基本资料。二、观测办法1、工作面矿压观测(1)支架工作阻力观测：在支架先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，观测支架先后立柱工作阻力变化状况。测线布置：上下端头支架各一条，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，依照循环次数，可算出循环下缩量和下缩速度，其测线与支架阻力测线相应布置，即分别布置在上下端头支架及14#、28#支架上。(3)记录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)记录一次端面顶板破碎及煤壁片帮状况(涉及梁端距、片帮、冒高超过0.5米以上区域及顶板破碎状况),同步记录支架安全阀启动量(率)、顶煤冒落状况和支架因顶板压力损坏部件等。2、顺槽矿压观测(1)巷道围岩变形观测运用移动观测站观测。在轨道顺槽超前工作面20米范畴内，间隔45米安设4台顶板动态观测仪,监测顺槽顶底板相对移近量,用来推断顶板运动过程和状态。动态观测仪编号始终由煤壁起依次为1#、2#、3#、4#，当1#动态仪距煤壁局限性1个循环距离时,需将其回撤,并重新支设在原4#动态仪前面,同步调节各动态仪编号,使其依然从煤壁起依次为14#。各动态仪间距及1#动态仪至煤壁距离，在观测时必要做好记录。观测次数普通12小时观测一次,当临近顶板来压时加密观测,可视变化状况每1030分钟观测一次,观测时必要记录观测时间。同步采煤机割至端头影响到动态仪时也必要加密观测,并记录采煤机影响状况及采煤机到端头距离。(2)巷道围岩表面位移观测运用顺槽成巷期间设立观测基点,并视状况补设某些基点,在轨道、运送顺槽分别距切眼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顶底板及两帮移近量,每天观测一次,依照观测时间可算出移近速度。(3)顺槽超前支护范畴内单体液压支柱阻力观测在工作面推动至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畴外端支柱工作阻力,掌握其变化状况，每2小时观测一次，观测35个循环，测站处同步设立一组顶底板移近量观测点，以便分析围岩变形时支柱阻力变化状况。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,对存在问题,由采煤工区及时整治。监测内容要涉及支架初撑力、煤壁片帮状况、梁端距、采高及端面顶板冒落状况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。四、观测时间规定1、工作面:观测到老顶初次来压和六次周期来压。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，禁止随意破坏各种仪表3、与观测无关人员禁止对仪表进行随意调节。4、读数时需平视仪表表盘，读数力求精准。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状况，以便指引生产。第四章 生产系统第一节 运送系统一、运送设备及运送方式(一)运煤设备及装、转载方式采煤机组割装底煤和前部运送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顶煤，在插板缩回后运用自重自动溜入后部输送机溜槽中运出,插板完毕大块煤破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成暂时拱式构造。先后两部运送机平行运煤,集中到顺槽刮板运送机、胶带输送机上运出。(二)辅助运送设备及运送方式工作面需用材料、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送机和拉移后部输送机方式，推拉溜步距 0.6米，弯曲段长度不不大于15米，推拉方向为自下(上)而上(下)。(一)推移前部运送机1、采煤机向下斜切进刀切入煤壁规定截深后，按照自下而上顺序，依次推拉刮板运送机至上端头使运送机成一条直线。2、在采煤机向上正常割煤时,将前部运送机按自下而上顺序追机从下端头推至22#架处。(二)拉移后部输送机工作面后部输送机在支架前移后处在放煤位置，待循环放煤工序结束后,将后部运送机滞后放煤口510架拉移一种步距。三、煤炭运送1118上工作面1118上运送顺槽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、辅助运送系统路线：-505井底车场-505南翼运送大巷轨道下山-760轨道巷联系巷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in式中：q-采煤工作面瓦斯绝对涌出量 ，米3/米in。依照瓦斯鉴定成果，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。依照瓦斯鉴定成果，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。采煤面温度在1820，相应风速为0.81.0米/s，本工作面取V=0.8 米/s。S-采煤工作面平均有效通风断面积，S=9.59 米2K-采煤工作面面效系数，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-采煤工作面同步工作时最多人数，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、依照上述原则拟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场-505南翼运送大巷轨道下山-760运送巷1118进风联系巷1118上轨道顺槽1118下工作面1118上运送顺槽-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不不大于20米处，并将测风成果记录在测风牌板上，测风时要同步测定测风地点气体浓度。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。瓦斯检查牌板应设立在回风顺槽中距工作面50米附近，检查成果要及时填写，并及时向关于人员报告。2、瓦斯监测加强对工作面瓦斯监测,在回风顺槽距工作面回风出口510米处安装安全监测系统瓦斯传感器，瓦斯传感器布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得不不大于300米米，距巷帮不得不大于200米米。瓦斯报警浓度1%，断电浓度1.5%，复电浓度1.0%，断电范畴为工作面及其回风巷内所有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。监测系统必要由专人进行维护,定期进行调试、校正，保证系统敏捷可靠。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。监测装置在井下运营6个月以上，应有筹划分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，并及时查明因素，进行解决。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上工作面防尘用水,由-505南翼运送大巷经轨道下山和-760运送巷、-750皮带巷到达1118上工作面运送顺槽,供应工作面用水。(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、运送顺槽供水管路选用直径50米米水管,每隔50米设一种三通阀门，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上工作面煤样送中华人民共和国煤炭研究院重庆分院化验，其孔隙率为3.72%，依照煤矿安全规程第154条规定：孔隙率不大于4%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 ：规定喷雾嘴完好不堵塞,内喷雾压力不不大于2米Pa,外喷雾压力不不大于1.5米Pa,雾化限度高,特别是外喷雾要可以封闭截割产尘部位。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,每架支架放煤口处设一种喷嘴,全面共安装172个喷嘴。(2)喷雾规定：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米范畴内必要保证有3架以上喷雾头正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。4、转载点喷雾:(1)工作面两部刮板运送机机头及顺槽刮板运送机机头各设一组喷雾头。(2)运送顺槽及联系巷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米范畴内安设第一道手动水幕，距皮带联系巷50米范畴内安设第二道手动水幕，距工作面煤壁100米范畴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米范畴内安设一道手动水幕，距1118皮带联系巷50米范畴内安设一道手动水幕。每道水幕喷雾喷头不少于5个,且雾化良好,覆盖全断面。接近工作面水幕均随工作面推动而及时向外移动。6、工作面、顺槽煤尘冲刷:对工作面、支架阀组、回风顺槽距采面50米范畴内每班冲刷一次,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所有人员必要佩戴防尘口罩。(三)隔绝瓦斯煤尘爆炸办法1、在工作面轨道顺槽、运送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，每组长度不不大于20米。3、隔爆水棚每棚间距1.2-3米,水棚距离顶板、两帮间隙不得不大于100 米米，距离轨面不不大于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、水量要符合规定，发现损坏水袋及时更换。5、隔爆水棚首排距离工作面60200米,并随工作面推动而向后移动。6、隔爆水棚应设在巷道直线段内，与巷道交岔口、转弯处、变坡处距离，不得不大于50米。7、隔爆水棚要挂牌管理。四、防灭火办法(一) 防止办法1、建立完善消防管路系统，与防尘管路合用。2、手工检测：用DQJ-50型各种气体检测器检查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CO、CO2、CH4、温度检查一次，同步对回风隅角进行采样分析并上报矿领导审视。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。监测重要气体成分是:CH4、CO2、CO、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，必要用袋子装煤堵严，减少采空区漏风，减少供氧量，从而达到防灭火目。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、运用设立于-700米水平制氮机组，当采空区有自然发火征兆时向采空区内注氮。注氮时，另编制办法报批。9、加快推动度，保证工作面月推动速度不低于60米。10、及时封闭。回采面结束后，对通向回采面所有出口所有封闭，巷道破碎地段要使用喷浆封堵办法，每周检查一次密闭内外气体及密闭内外压差。11、对巷道高冒区实行注凝胶或喷浆办法解决，并定期检查高冒区内气体温度等。12、每季度绘制一次防灭火系统图，每月修改补充一次。(二)治理办法1、当回采面采空区浮现自然发火征兆时，采用下列办法：注氮加快推动度加强监测2、当回采面采空区浮现自然发火征兆，自然发火标志气体呈上升趋势时，采用下列办法：加快推动度，暂时停止放顶煤，用顶煤形成一条隔离带，同步采用注氮、进回风端头构筑挡风墙等办法。加强检测，防止空区内瓦斯、CO等气体涌到工作面，发生瓦斯、CO事故。注氮时，要设专人观测上端头气体状况，发现问题及时进行解决。3、其他火灾防止和治理入井人员禁止携带烟草和点火物品，禁止穿化纤衣服。加强电器设备管理，杜绝失爆现象，禁止带电作业。严格放炮管理，放炮使用水炮泥，防止放炮火焰引起火灾。井下禁止使用灯泡取暖和使用电炉。井下使用汽油、煤油和变压器油必要装入盖严铁筒内，由专人押运送到使用地点，剩余某些必要运回地面，禁止在井下存储。任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯状况，及时采用一切也许办法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。矿调度室在接到井下火灾报告后，要及时按灾害防止和解决筹