[工学]综采三队8309面作业规程.doc

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1、 第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系 表1 工作面位置及井上下关系表水平名称1070盘区名称303 地面标高（m）1389井下标高（m）1112 地面的相对位置位于辛庄回风斜井西南部约1000米处。回采对地面设施的影响地表为黄土覆盖的山梁坡地，无建筑物，回采对地面设施无影响。井下位置及四邻采掘情况位于303盘区西南部，其西北部为已采的8311工作面，西南部为雁崖矿界，东南部为已掘的8307工作面，未采。走向长度（m）10041009 1006.5倾斜长度（m）149.9 面积m2150874.4 附图1：工作面井上下对照图。第二节 煤 层表2 煤层情况表煤层厚度(m)1.752.79

2、 2.33煤层结构单一煤层倾角（）2开采煤层14#煤 种RN32稳定程度较稳定煤层硬度3煤层情况描述 本工作面煤层为14-3层，煤层结构单一，厚度1.752.79m，从盘区巷向西南部逐渐增厚，平均2.33m。第三节 煤层顶底板表3 煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度 (m)硬度 特 征基本顶灰白色细砂岩及粗砂岩和灰褐色粉砂岩12.30成分以石英为主，次长石云母、暗色矿物、胶结致密、坚实，具水平及波状层理。直接顶灰色、灰褐色、深灰色粉砂岩和粉细砂岩互层。6.397其水平层理，含植物化石和煤条。直接底浅灰色、褐色粉砂岩。2.26鲕状结构，夹薄层泥岩和细砂岩。 附图2：工作面地层综合柱状图。第

3、四节 地质构造情况一、断层情况以及对回采的影响：本工作面在2309巷及5309巷的掘进过程中共揭露4条正断层，落差在0.352.15m之间。这些断层走向均横切工作面，对回采影响较大。这些断层的详细情况见下表，其具体位置见该工作面煤层底板等高线图。表4断层情况以及对回采的影响断层名称走向倾向倾角性质落差(m)对回采的影响程度断层F11828865正0.650.9影响较大断层F214923975正1.12.15影响较大断层F313622675正0.360.86影响较大断层F413622680正0.350.72有影响 附图3：工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。二、褶曲情况以及对回采的影响：本

4、工作面为单斜构造，在开采过程中，可能出现小的褶皱现象，但对回采影响不大。三、其它因素对回采的影响：本工作面在掘进过程中，未揭露陷落柱、火成岩、冲刷带等。但在开采过程中，要注意观察工作面煤层的情况，发现陷落柱、火成岩、冲刷带等现象时，采煤机不得强割，必须根据实际情况，采取松动爆破措施。第五节 水文地质 一、工作面涌水量： 最大涌水量：0.6m3/min 正常涌水量：0.2m3/min 二、含水层及其他水源的分析：该工作面煤层与上覆14-2#层间距在1.217米，灰白色细砂岩，14-2#层与11#层间距1315米，灰白色细砂岩、粗砂岩，含水性弱，上覆14-2#层采空区小窑破坏区及11#层小窑采空区

5、积水已探放，水患已基本解除。为防止上覆采空区局部低洼处积水影响生产，该工作面两顺槽巷在生产过程中必须各配备45KW水泵一台108水管一趟，确保及时排出巷内积水。第六节 影响回采的其它因素 一、影响回采的其它地质情况：表5 影响回采的其它地质情况瓦斯瓦斯等级： 低瓦斯煤层 煤尘爆炸性有爆炸性煤的自燃倾向性容易自燃 二、冲击地压和应力集中区： 该工作面两顺槽巷共揭露4条断层，受这些断层切割影响，巷内压力可能增大。在开采过程中，需根据实际情况采取加强支护措施。 三、地质部门提出的问题与建议：1、 断层附近加强顶板管理。2、 与上覆采空区间距较近时的开采过程中加强顶板支护管理。第七节 储量及服务年限

6、一、储量：1、工业储量：AG =LzLqH =1006.5149.92.331.34=471060(t) 式中：AG 工业储量，t Lz工作面走向长度， Lz=1006.5m Lq工作面倾斜长度， Lq=149.9m H煤层平均厚度， H=2.33m 煤的容重， =1.34t/m3 2、可采储量： （1）、理论可采储量： AL=AGC =47106095% =447507(t) 式中：AL理论可采储量，t C回采率，C=95% （2）实际可采储量： AK =LKLqh =956.5149.92.331.34=447659(t) 式中：AK可采储量，t LK工作面可采走向长度，LK=956.5m

7、 Lq工作面倾斜长度， Lq=149.9m h工作面采高 ， h=2.33m 煤的容重， =1.34t/m33、工作面实际回采率： 式中：AK可采储量，t AG 工业储量，t k工作面回采率。 二、工作面服务年限： 工作面的可采长度为956.5m，月设计推进长度为162m。 工作面的服务年限可采推进长度/月设计推进长度 956.5/162 5.9（月） 177天第二章 采煤方法 根据设备情况及地质条件，本工作面采用走向长壁后退式采煤法，用自然垮落结合人工强制放顶处理采空区顶板。第一节 巷道布置 一、盘区设计、盘区巷道布置概况：该盘区是303盘区，盘区采用三巷制布置，一条专用回风巷，一条轨道运输

8、巷，一条皮带运输巷，这些巷均布置在14层煤层中。 二、工作面巷道布置：工作面采用双巷制布置，用开切眼将这两条巷道联通，用回风绕道将回风巷与盘区专用回风巷联通。1、 煤柱留设：工作面距盘区专用回风巷50m距离时停采，留设煤柱保护回风绕道与盘区巷道。2、 工作面运输顺槽：工作面运输顺槽为2309巷，见顶刹底（局部区域见顶留底）掘进，断面为矩形断面，采用锚栓和锚索联合支护，巷道净断面积为3.42.4m2。该巷道为皮带运输巷，兼作进风巷。 3、工作面回风顺槽：工作面回风巷为5309巷，见顶刹底（局部区域见顶留底）掘进，断面为矩形断面，采用锚栓和锚索工字钢梁联合支护，巷道净断面积为3.42.5m2，该巷

9、道为回风巷，兼作轨道运输巷并存放设备列车。 4、工作面开切眼：工作面开切眼见顶留底掘进，矩形断面，断面规格为6.52.5m2，采用锚栓和锚索联合支护，用开切眼将工作面的进、回风巷道联通，供安装设备用。 5、联络巷：回风绕道将工作面回风巷与盘区专用回风巷联通，为联络巷，其断面为矩形，采用锚栓与锚索联合支护。 6、溜煤眼： 溜煤眼为暗立井，圆形断面，采用锚栓与锚索并喷浆做为护帮支护。溜煤眼将盘区与矿井的主运输系统联通，并存放一定的煤炭。附图4：工作面位置及巷道布置图，（见附图，14-3#层303盘区8309工作面煤层底板等高线图）。附图5：巷道断面示意图。第二节 采煤工艺 一、采煤工艺工作面采用走

10、向长壁后退式采煤法，用自然垮落法结合人工强制放顶管理采空区顶板。用ZZS6000-17/37型支撑掩护式液压支架维护采场，用MG300/700-WD型电牵引采煤机落煤、装煤，用SGZ-830/630型刮板运输机运煤。工作面见顶留底开采，采高2.33m。循环进度为0.6m。 1.采煤机的工作方式 （1）采煤机的进刀方式采煤机进刀采用在工作面尾部割三角煤的斜切进刀方式。进刀长度30m，运输机弯曲段长度不小于15m。附图 6：采煤机斜切进刀方式示意图。 （2）采煤机的割煤方式 采煤机割煤采用单向割煤法，采煤机斜切进刀后，从工作面尾部到头部时，左滚筒割顶煤，右滚筒割底煤，采煤机从工作面头部到尾部时，跑

11、空刀并装浮煤。 2.拉移液压支架工作面采用及时支护法，拉移液压支架的操作方式为本架手动操作。拉架滞后采煤机滚筒4.57.5m距离顺序进行。当采煤机斜切进刀时，拉架方向从工作面头部到尾部方向进行；当采煤机正常割煤时，拉架方向从工作面尾部到头部方向进行。拉架降架时，其幅度不要过大，以50-60mm为宜。当顶板破碎时，应采用擦顶移架的移架方式。移架时必须做到降一架，移一架，并及时升起，不得多降架。支架升起后，顶梁与顶板必须接触严密，达到初撑力，同时，应将支架移成一条直线，其偏差不得超过50mm，保证支架的切顶性能。头、尾端头处的液压支架，在保证采煤机不切割液压支架顶梁的前提下，应提前拉移。在局部冒顶

12、处与片帮严重处，也应提前拉移液压支架。头、尾端头处及工作面内坡度较大处的液压支架出现倾斜现象时，必须用锚链将倾斜的支架与相邻未倾斜的支架拴联，且用木料将倾斜支架底座衬垫平稳。锚链拴在支架的顶梁上，其长度以不影响移架步距为宜。锚链使用规格不小于2692mm毫米的锚链，并用相应的联结环进行联结，在联结处用螺丝联结牢固。移架时，不得将锚链绷紧，以防断链伤人。 3.推移工作面运输机工作面运输机由液压支架的推移千斤整体推移，其方向由工作面头部依次向尾部进行。当采煤机从工作面头部向尾部跑空刀、装浮煤时，滞后采煤机后滚筒15米以上距离推移工作面运输机。移溜时，每节溜槽在水平方向的弯曲度不得大于3度，该段要保

13、持三个推移千斤同时工作。移过的运输机必须达到平、直、稳的要求，铲煤板尖端与工作面煤壁间保持0.15m的距离。溜子移过后，液压支架的推移千斤手把要及时打至零位。 4.工作面的生产工艺过程 采煤机斜切进刀采煤机正常割煤拉移液压支架采煤机跑空刀、装浮煤推移工作面运输机 二、工作面正规循环生产能力 （1）循环产量W=LShc=149.90.62.331.340.985 =276（t） 式中：W-工作面正规循环生产能力，t L-工作面长度，149.9m S-循环进度，0.6m h-采高2.33m r-煤的容重1.34t/m3 C-回收率0.985 （2）循环时间： T=LO/v1+t1+L/v1+t2+

14、L/v2 =30/2.5+9+149.9/5+9+149.9/2.5 =120(min) 式中：T-循环时间.min LO-斜切进刀长度，取30m t1-采煤机扫溜尾时间，取9min t2-采煤机扫溜头时间，取9min L-工作面长度，149.9m v1-采煤机割实刀时的牵引速度，取2.5m/min v2-采煤机跑空刀时的牵引速度，取5m/min （3）每班循环个数 n=660/T=360/120=3(个) 式中：n-每班循环个数 （4）日循环个数 N=3n=33=9(个) 式中：N-日循环个数，个 3-每天生产班数，个故日循环个数取9个，早班完成3个正规循环，三连四班完成6个正循环。附图 7

15、：正规循环作业图表。第三节 设备配置 工作面的设备配置情况如下一、皮带运输机 1.型号SSJ-1000/160 2数量 在2309巷安装一部SSJ-1000/160型皮带运输机。 3.主要技术参数 输送量：800t/h 带速：2.5m/s 贮带长度：100m 与转载机搭接长度：12m 电机电压：660V 电机功率：160KW 二、转载机 1型号SZB-764/132 2数量 在5309巷安装一部SZB-764/132型桥式转载机。 3主要技术参数 输送量700t/h 刮板链速：1.34m/s 与皮带搭接长度：12m 电机电压：1140V 电机功率：132KW 三、破碎机 1型号：PCM-110

16、 2数量 在转载机上配置一部PCM-110型破碎机 3主要技术参数破碎能力：1000t/h 最大输入块度：700700mm 电机电压：1140V 电机功率：110KW 四、工作面运输机 1型号SGZ-830/630 2数量 在工作面铺设一部SGZ-830/630型可弯曲刮板输送机。 3主要技术参数输送量：1200t/h 刮板链速：1.03m/s 电机电压：1140V 电机功率：2315KW 五、采煤机 1型号MG300/700-WD 2数量 在工作面内安装一台MG-300/700-WD型采煤机。 3主要技术参数 采高范围：1.8-3.618m 适应煤层倾角：160 牵引速度：0-7.28-12

17、m/min 牵引方式：齿轮销排式 喷雾方式：内外喷雾 滚筒截深：0.63m 电机电压：1140V 装机功率：700KW 泵站电机功率：18.5KW截割电机功率：2300KW 牵引力：580/350KN 六、液压支架 1型号ZZS6000-17/37 2数量 在工作面内安装 ZZS6000-17/37型支撑掩护式液压支架103架， 3主要技术参数 支撑高度：1.7-3.7m 支架宽度：1.45m 所需泵站压力：26.5Mpa 初撑力：5105KN（26Mpa） 工作阻力：6000KN（30Mpa） 操作方式：本架手动操作 外型尺寸：572414501700mm 七、乳化液泵与乳化液箱 （一）、乳

18、化液泵 1型号WRB-200/31.5A 2数量 在5309巷内安装两台WRB-200/31.5A乳化液泵，这两台泵轮流使用。 3主要技术参数 公称压力：31.5Mpa 公称流量：200L/min 所调压力：26.5Mpa 电机电压：1140V 电机功率：125KW （二）、乳化液箱 1型号RX200/16 2数量 在5309巷安装一台RX200/16型乳化液箱 3主要技术参数 公称容量：1600L 八、喷雾泵站： 在5309巷安装一套喷雾泵站，喷雾泵的型号为3BZ-135/17，液箱型号仍为RX200/16.喷雾泵的主要技术参数为： 流量：135L/min 压力：17mpa 电机功率：45K

19、W 电机电压：1140V 九、调度绞车：在5309巷安装4部调度绞车，其型号为JD25，主要技术参数为静拉力：18KN 绳经：15.5mm 容绳量：400m十、 水泵： 在两顺槽巷各安装一台水泵，以排放积水，其型号为4DA8XP,主要技术参数： 功率：45KW 流量：85m3/h 十一、回柱绞车：在5309巷安装两台回柱绞车，其型号为JM214,主要参数为：电机功率：17KW 静拉力：140KN 绳经：25.4mm附图8：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、工作面的支护设计(采用类比法) 1.根据本矿同煤层矿压资料，选择本工作面矿压参数如表7表7同煤层矿压观测选择或预计

20、工作面矿压参数参考表序号项 目单位同煤层实测本面选取或预计顶底板条件基本顶厚度m12.3012.30直接顶厚度m6.396.39直接底厚度m2.22.22直接顶初次跨落步距m15153初次来压来压步距m2424最大平均支护强度KN/m2最大平均底板移迁量mm4偨期来来压步距m1212最大平均支护强度KN/m2最大干均顶底板移近量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接顶悬挂情况m7底板允许比压Mpa 8直接顶类型类229基本顶级别级10巷道超前影响范围m1515 2、合理支护强度计算。 采用经验公式计算： qt=9.81hk =9.813.02.58 =58

21、8.6KN/m2 式中：h-最大采高 3.0m -岩石容重取2.5t/m3 k-工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取K=8。 3、实际支撑能力计算Rt=kgkzkbkhkaR =0.990.950.91.01.06000 =5078.7(KN)式中：Rt-液压支架实际支撑能力，KN kg-工作系数，取kg=0.99 kz-增阻系数，取kz=0.95kb-不均匀系数，取kb=0.9 kh -采高系数，取kh=1 ka-倾角系数，取ka=1 R-液压支架额定工作阻力，R=6000KN 4、选择合理的控顶距根扮所用设备的实际情况，最小端面距确定为0.45m，最端霢距确定为1.05m，最小控

22、顶距为4.89m，最大控顶距为5.49m。 5、定际支护密度 qt实=5078.7/8.16=622.39 KN/m2) 由于qtpt实，故实际支护密度合理。 二、选取液压支架的依据根据需的支护密度及液压支架参数对照表，选用ZZS6000%17/3型液压支架。液压支架参数对照表项 目工作面实际条件支架参数采高/m2n1.7-3.7倾角/0215煤厚/m2.333.7硬度支护强度/KN/m2底板比压/KN/m2顶板类（级）别类二级 三、乳化液泵站 (一)乳化液泵站根据所用液压支架的实际情况，乳化液泵选用WRB-200/31.5A型，乳化液箱选用RX200/16A，主进液管选用31.5型高压管，主

23、回液管选用38型低压管。 (二) 泵站使用规定泵站的压力必须按要求调定，压力调整好后，要注意倾听与观察卸载阀的动作情况，确保泵站压力符合要求。乳化液在井下工作现场配制，配制乳化液时必须使用专门送的配制乳化液用水，其浓度为3-5%，由配制人员携带折射仪随时进行检查，并由当班干部抽查，确保乳化液合格。第二节工作面顶板管理 工作面选用ZZS6000-17/37型支撑掩护式液压支架控制顶板。在工作面的上、下端头处采用ZZS6000-17/37型支撑掩护式液压支架配合带金属顶梁的单体柱控制顶板。工作面顶板采用及时支护法。端头处的单体柱与液压支架也及时随着割煤与工作面运输机转载机的移动进行移动。 一、工作

24、面正常工作时期顶板支护方式工作面正常工作时期顶板支护方式为使用ZZS600017/37型支撑掩护式液压支架进行支护，液压支架的中心距为1.5m，工作面内布置103架液压支架。二、工作面正常工作时期的特殊支护方式工作面正常工作时期的特殊支护方式为使用液压支架配合金属顶梁的单体柱对上、下端头进行支护。 三、拉移液压支架与其他工序平行作业的安全距离 采煤机割煤时滞后采煤机右滚筒4.5-7.5m距离拉移支架，采煤机跑空刀、装浮煤时，滞后采煤机后滚筒15m以上距离推移工作面运输机。 四、工作面特殊时期的顶板管理 工作面在开采过程中，将遇到4条正断层，这些断层的落差在0.352.15m之间，对生产影响较大

25、。 （一）来压及停采前的顶板管理 在来压期间，要将工作面内的液压支架与头、尾部的超前支架升紧，达到初撑力。同时，要观察好两顺槽巷内的压力显现情况，根据实际情况进行加强支护。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理在工作面两顺槽巷过断层时，要根据实际情况，制定相应的过断措施，做好顶板管理工作。工作面顶板破碎时，要采取擦顶移架的移架方式，在保证采煤机不切割液压支架前探梁的前提下，尽量缩小工作面的端面距。当工作面端头处顶板破碎时，要用木对柱代替单体柱。支设木对柱时，一根带帽，另一根不带帽。带帽木柱要用“一帽三楔”打紧、支牢，不带帽木支柱，要用木楔打紧、打牢。柱帽的规格为：1.00.20.2m，当两顺槽巷内

26、顶板破碎时，要根据实际情况制定相应的支护措施。 (三）应力集中区的顶板管理对于应力集中区，要根据应力的集中程度，进行支护。五、 采空区顶板管理1、初次放顶当工作面推进至工作面煤壁距开切眼靠采空区侧的煤壁20m时，如采空区顶板不能自行垮落或垮落高度达不到要求时，须进行人工强制放顶。 2、局部放顶 工作面在开采过程中，如采空区悬板面积大于210，须进行局部放顶。 进行初次放顶与局部放顶时，必须由施工单位编制具体的施工措施，本队严格执行此措施。第三节运输巷、回风巷及超前支护管理一、端头支护（一）支护形式端头支架使用液压支架配合DZ型单体柱进行，单体柱的初撑力不得小于11.5mpa。在工作面内安装液压

27、支架时，头、尾的第一架液压支架均应超出巷道的中心线。在正常情况下，在头、尾的第一架液压支架与其所对应的巷帮间支设一排带金属顶梁的单体柱，单体柱距巷帮0.8m距离支设，顶梁垂直于巷道中心线方向布置，其长度为0.6m，单体柱支在顶梁的中间，其柱距为1.2m。此排单体柱从距关门柱1.2m处开始，一直布置到工作面煤壁处。在头、尾端头液压支架的切顶线处，支设一排带金属顲梁的单体柱做为关门柱。关门柱的间距及其与液压支架、巷嘮的距禿均为0.8m。关门柱所用顶梁的长度为0.6m，其布置方向与巷道中心线方向相平行，单体柱支顶梁的中间。如由于溜子窔动，致使部（或尾部）的第一架液压支架与巷帮的间距小于1m时，不支设

28、端头支护。当头部（戔尾部）的第一沲压支架与巷帮的间距大于2.5m时在该处再增支一排带金属顶梁的单体柑。其增支方法是，在靠液压支架侧，距原有单体柱1m增加1排单体柱，所增支的单体柱与原有单体柱的支设方式相同。（二）质量要求端头处的支护，必须符合质量标准化标准的要求，所有支架与支柱都必须达到要求的初撑力。同时，要将出口处的电缆、液管等吊挂整齐，将该处的浮煤、浮矸等杂物清理干净，确保出口处畅通无阻。（三）与其它工序之间的衔接关系出口处的超前支架在其影响采煤机割煤或溜头、溜尾的推移时，进行回撤。端头处的关门柱当其到达切顶线位置时，在拉移该处的液压支架之前进行回撤。回撤关门柱之前，必须先将下一排关门柱支

29、设好，即在液压支架将到达位置的切顶线处先支一排关门柱，此排关门柱支设好后，方可回撤上一排关门柱。关门柱回撤完毕，拉移该处的液压支架。二、工作面运输巷、回风巷的顶板管理 （一）运输巷、回风巷的超前支护在开采过程中，对运输巷、回风巷进行加强支护，两巷均超前工作面煤壁20m距离进行加强支护。运输巷的超前支架支在转载机两侧，距转载机溜槽边缘0.7m处。回风巷的超前支架支在巷道中心线两侧各0.8m处。超前支架使用DZ型单体柱配合0.6m长的金属顶梁进行支设，顶梁垂直巷道方向布置，单体柱支在顶梁的中间，超前支架的柱距为1.2m，其初撑力不得小于6.4Mpa。 （二）运输巷、回风巷的加强支护在开采过程中，除

30、工作面的超前支护外，所有人员都必须注意观察运输巷与回风巷的压力显现情况与顶板情况，尤其是两顺槽巷断层出露处的压力显现情况与顶板状况，根据实际情况对两顺槽巷进行加强支护。三、运输巷、回风巷的巷道维修管理对于运输巷与回风巷每天必须指派专人进行维护，并将巷内的积水排放干净。发现巷帮有片帮现象，要及时用长柄工具进行处理。发现巷内有失效的支护，要及时进行补换。如巷内有片帮煤时，要及时进行清理，确保巷内干净、整洁。所有人员从两巷内行走时，要注意观察巷内的安全情况，发现不安全因素，能处理则及时处理；不能处理的，立即向队值班室汇报，由队组织处理。 四、支护材料的使用数量和存放管理 工作面使用DZ型单体柱80根

31、，金属顶梁80根为了工作安全，利于顶板管理，需备用DZ型单体柱45根，其中，DZ-31.5型30，根DZ-35型15根，金属顶梁30根。直径不小于18cm、长3.5m的木料50根。备用物料码放在运料巷内，不得影响行人，行车与通风的安全。附图9：工作面支架布置示意图。第四节 矿压观测 一、观测对象工作面与两顺槽巷内的顶板与巷帮。 二、观测内容常规三量观测（顶、底板移近量、活柱压缩量、支架载荷）与统计观测 。 三、观测方法1、 支护阻力观测：工作面采用综采电脑记录仪自动记录观测数据，每天早班采集液压支架的阻力数据。两顺槽巷单体柱的支护阻力由人工用阻力观测仪进行观测，每班观测二次，间隙4h。2、 常

32、规观察：采高：每天早班每条测线人工用钢卷尺进行实测。进度：开采前从开切眼往外到盘区皮带巷，在两顺槽巷按10m一个点进行标记，每天早班用皮尺测出推进度。支护面积：每个测区测一组数据，其宽度为测区煤壁距支架掩护梁的距离，测出三个数据，取平均值，其长度为10个支架的宽度，用皮尺每天早班测量一次。支护强度：根据测出的支护面积，及支架工作阻力、计算支护强度。两顺槽巷的超前支护距离：用皮尺实测，每天早班测量一次。工作面支架状况：每天三个班进行宏观观测。两顺槽顶板情况：每天三个班进行宏观观测。 四、数据处理 技术科根据每日收集到的数据，编制“综采工作面矿压观测日报表”、“采煤工作面来压预报表”和“综采工作面

33、支架压力曲线图”，并将这些图表送交综采队。综采队根据图表内容的建议与要求，进行顶板管理工作。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 工作面运输机SGZ-830/630 转载机SZB-764/132 皮带运输机SSJ-1000/160采煤机截割下的煤由采煤机装入工作面运输机，工作面运输机上的煤运至转载机，经转载机转上皮带。 （二）辅助运输设备及运输方式辅助运输设备为JD-40型绞车及JM2-14型绞车、大平板车等。被运送的设备装在运输车上，捆紧绑牢后由绞车通过钢丝绳牵引，沿铁道前进。 二、移溜（转载机、破碎机）方式工作面运输机由液压支架的推移千斤整体推移。

34、转载机由顺槽巷内液压千斤拉移，破碎机随着转载机前移。 三、运煤路线工作面2309巷143#层303盘区皮带巷14#层301盘区皮带巷301盘区漏煤眼1070皮带巷主斜井地面。 四、辅助运输路线 地面副立井1070轨道巷西1070轨道巷303石门303暗斜井142#层303盘区轨道巷5309巷工作面。 附图10：工作面运输系统示意图。第二节 一通三防与安全监控 一、通风系统 (一)风量计算 1、按气象条件计算：Qer=6070%VerSerKchKcl(m3/min) =6070%1.1121.11.0 =610m3/min式中：Qer采煤工作面需要风量，m3/min Ver采煤工作面的风速，按

35、采煤工作面进风流的温度选取，本式取1.1； Ser采煤工作面的平均有效断面积，按最大控顶和最小控顶有效断面的平均值计算， Kch采煤工作面采高调整系数，本式取1.1； Kcl采煤工作面长度调整系数，本式取1.0； 70%有效通风断面系数； 60为单位换算产生的系数。2、按瓦斯和二氧化碳涌出量进行风量计算：因我矿属低瓦斯矿井，瓦斯日常检查结果均为0.00%，故选取二氧化碳绝对涌出量计算（依据8309工作面上隅角二氧化碳绝对涌出量计算）Qer=67qccKccQer=670.982.5Qer=164m3/min式中:qcc采煤工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min Kcc采煤工作面二氧

36、化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值 67按采煤工作面回风流中二氧化碳浓度不应超过1.5%的换算系数。3、按炸药量计算因我矿现使用炸药为三级煤矿使用炸药，故选取二、三级煤矿许用炸药计算： Qcf =10Acf Qcf =104 Qcf =40 m3/min 式中：Acf-采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg 10-每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min4按工作人员数量验算： Qcf4Ncf Qcf =460=240m3/min 式中：Ncf -采煤工作面同时工作的最多人数，人； 4 -每人需风量，m3/m

37、in 5按风速进行验算： a)验算最小风量 Qcf600.25Scb=134m3/min Vcf=1.14m/s Scb =lcbhcf70%=5.492.330.7=8.95m2 b)验算最大风量 Qcf604.0Scs=1915m3/min Vcf =1.27m/s Scs =lcshcf70%=4.892.330.7=7.98m2 c)综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量 Qcf605.0Scs =2394 m3/min 式中：Scb -采煤工作面最大控顶有效断面积，m2 lcb -采煤工作面最大控顶距,m hcf-采煤工作面实际采高，m Scs-采

38、煤工作面最小控顶有效断面积，m2 lcs -采煤工作面最小控顶距，m 0.25-采煤工作面允许的最小风速，m/s 70%-有效通风断面系数 4.0-采煤工作面允许的最大风速，m/s 5.0-采煤工作面允许的最大风速，m/s根据以上计算及验算结果，最终确定本工作面配风为610m3/min。符合煤矿安全规程规定。(二)通风路线1、进风路线南羊路主扇进风立井西1070轨道巷和皮带巷303石门 303暗斜井14#层303盘区轨道巷和14#层303盘区皮带巷2309巷工作面。2、回风路线工作面污风5309巷14#层303盘区专用回风巷14#层303盘区集中回风巷14#层404盘区专用回风巷辛庄回风斜井地

39、面。 二、防治瓦斯1、在5309巷距工作面尾部不大于10m范围、距回风绕道口1015m范围内的回风流中各垂直吊挂一台甲烷传感器。所吊挂的甲烷传感器距顶板或顶梁不大于30cm，距巷帮不小于20cm，且要由本队负责保护、移动。发现有损坏要及时通知监控站进行维修，保证工作面所吊挂的各种传感器正常运行。2、8309工作面开采期间必须有专职瓦检员进行检查，每班至少检查2次。3、瓦斯检查牌板设在距工作面回风口50米处。4、工作面正常生产时，瓦斯员必须按规定测点检查：工作面头、中、尾、上隅角、回风及整个巷道进行详细检查。5、工作面放炮要实行“三人联锁放炮”和“一炮三检”制。每次放完炮20分钟，待炮烟吹散后，

40、由瓦检员进行一氧化碳检查，确认无问题后，方可继续工作。6、本工作面必须实行瓦电闭锁，瓦斯报警浓度为1%，断电浓度为1.5%，复电浓度为1%；断电范围为工作面及回风巷全部非本质安全型电器设备。7、综采队跟班干部及采煤机司机入井前必须领取瓦斯检查便携仪，要随时检查采煤机附近及上隅角瓦斯，发现瓦斯异常时必须立即切断电源，撤出全部人员，并向矿调度室汇报。8、瓦斯检查员要认真填写检查记录，牌板每检查一次填写一次，并通知所在班组的当班队长或组长在瓦斯检查手册上签字确认。9、瓦斯检查员必须在工作面手拉手交接班，并将当班负责地点的瓦斯检查情况、通风状况向接班人交待清楚。10、瓦斯检查员要负责检查所管理范围内的通风设施情况 ，发现问题立即处理。如不能独立处理时要立即汇报通风区值班人员组织处理并汇报矿调度室。11、瓦斯超限时必须切断