3上903工作面作业规程.doc

3上 903 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 该工作面位于南九采区东南部，其南部为高庄井田，东部与南十一采区相邻，据调查高庄，井田边界附近尚未开采。工作面具体位置及井上下关系如表一所示。 工作面位置及井上下关系表 表一 水平名称 -320 采区名称 南九 地面标高（m） 33.0～34.5 井下标高（m） -225～-270 地面的相 对位置 本工作面位于房庄南80m左右，崔庄东南1200m左右。 回采对地面 设施的影响 回采后对地面设施基本无影响。 井下位置及 与相邻关系 该工作面位于南九采区东南部，其南部为高庄井田，东部与南十一采区相邻，据调查高庄，井田边界附近尚未开采。 走向长度（m） 705～785 倾斜长度m 226～265 面积m2 151696 第二节 煤 层 本工作面回采的煤层为山西组3上煤层，其产状为走向NE～NW，倾向SE～SW，煤岩成份以亮煤为主，暗煤组成，属半亮煤型；其物理性质为黑色、弱玻璃光泽，硬度f2.5。3上煤层在工作面内赋存稳定，煤层变化趋势为里段较厚，外段较薄，厚度在3.4～4.5m之间。具体情况如表二所示。 煤 层 情 况 表 表二 煤层厚度m 3.4～4.5 3.96 煤层结构 简单 煤层倾角（度） 0～18 7 开采煤层 3上 稳定程度 稳定 可采指数 1 煤质情况 W A V QmJ/kg C S Y 工业牌号 1.8 13.55 37.81 22.48 0.79 1／3焦煤 煤质较好 煤层描述 本工作面回采的煤层为山西组3上煤层，其产状为走向NE～NW，倾向SE～SW，煤岩成份以亮煤为主，暗煤组成，属半亮煤型；其物理性质为黑色、弱玻璃光泽，硬度f2.5。3上煤层在工作面内赋存稳定，煤层变化趋势为里段较厚，外段较薄，厚度在3.4～3.5m之间。 附图一、工作面地层综合柱状示意图 附图一工作面地层综合柱状示意图 岩 石 名 称 岩石柱状 岩石名称 厚度（m） 特 征 老顶 中砂岩 11.0～29.8 27.9 以石英为主，断续状层理，含砂质及泥质包裹体 直接顶 －－－ －－ －－－ 砂质 泥岩 0～2.7 1.35 以石英为主，含暗色岩屑，颗粒均匀，波状层理为主。 煤层 3上煤 3.4～4.5 3.96 弱玻璃光泽，页里发育之亮煤，具眼球状断口局部层面有丝炭。 直接底 －－－ －－ －－－ －－－ 砂质 泥岩 0～8.0 2.5 黑色质纯，含炭质，有黄铁矿，含羊齿化石。 老底 细砂岩 11.0～31.26 29.9 深灰色，以石英为主，近水平层理，上部含较多植物化石。 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（m） 特 征 老顶 中砂岩 11.0～29.8 27.9 以石英为主，断续状层理，含砂质及泥质包裹体 直接顶 砂质泥岩 0～2.7 1.35 以石英为主，含暗色岩屑，颗粒均匀，波状层理为主。 伪顶 泥岩 0～0.5 0.2 黑色质纯，含炭质，有黄铁矿 直接底 砂质泥岩 0～8.0 2.5 黑色质纯，含炭质，有黄铁矿，含羊齿化石。 老 底 细砂岩 11.0～31.26 29.9 深灰色，以石英为主，近水平层理，上部含较多植物化石。 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响 本工作面地质构造简单，总体呈现为单斜地堑构造，由于靠近边界断层，次一级褶曲较发育。掘进过程中共揭露断层六条，其中对工作面生产影响的有1条，为F3断层。其余5条对生产基本无影响。根据物探资料判断，面内有一隐伏S12断层，对生产影响较大；具体情况如表四所示。 断 层 情 况 表 表四 断层名称 走向（） 倾向（） 倾角（） 性质 落差（m） 对回采的 影响程度 F1 113 23 50 正 1.5 基本无影响 LJ3 8 98 70 正 24.0 基本无影响 NJF3 45 315 25 逆 11.0 基本无影响 F2 142 232 65 正 8.0 基本无影响 F3 55 305 65 正 1.8 较小 S12 97 187 70 正 3.0 较大 二、褶曲情况以及对回采的影响 本工作面范围内，地质构造简单，体呈现为单斜地堑构造。但由于靠近边界断层，次一级褶曲较发育，致使工作面两巷出现高低起伏，低洼点积水不能自然流出，回采前应安装好不低于100m3/h的排水设备及管路。 附图二工作面运输巷、材料巷、切眼素描图 第五节 水文地质 一、含水层分析 本工作面顶板为细砂岩含水层，其上方为石盒子组底部粗砂岩含水层，该含水层距3上煤层40m左右，工作面回采后裂隙带高度可能会到达该含水层，石盒子组底部粗砂岩水将会进入工作面。预计工作面生产期间正常涌水量为50m3/h，最大涌水量为100m3/h。由于工作面高低起伏，涌水不能自然流出，工作面出水将对工作面安全生产造成严重威胁。 二、涌水量 预计该工作面正常涌水量为50m3/h，最大涌水量为100m3/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 影响回采的其它地质情况表 表五 瓦 斯 低瓦斯矿井，相对涌出量1.13m3/t，绝对涌出量5.43m3/min。 煤尘爆炸指数 煤尘具有爆炸性，爆炸指数为41.54％。 煤的自燃倾向性 煤层有自燃发火倾向，最短发火期为43天。 地温危害 无 冲击地压危害 无 二、冲击地压和应力集中区 该工作面位于南九采区东南部，其南部为高庄井田，东部与南十一采区相邻，据调查高庄，井田边界附近尚未开采。根据临近采区及工作面开采情况，无冲击地压及应力集中区。 第七节 储量及服务年限 一、储量 工业储量796935t。 可采储量机采工作面回采率参考值为93％，可采储量为741150t。 二、工作面服务年限 工作面的服务年限＝可采储量／设计月产量 ＝741150t／110880t／月≈7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 南九采区由蒋庄煤矿2003年设计，枣矿集团2004年以枣矿集团函字[2004]59号文批准。南九采区位于-320m水平南大巷和南翼二部皮带机道末端的南部，南七采区的南部，为矿井南翼边缘采区。 采区东西长592～1960m，南北倾斜宽530～1176m，面积1.81km2。 南九采区南以李集断层与高庄井田为界，东以刘仙庄断层与南十一采区为界，西北以6452断层与南七采区相邻。全区3上煤层布置双翼回采工作面，采用走向长壁顶板自然陷落采煤方法；3下煤层采用单翼及条带相结合的工作面布置方式，分别采用走向长壁顶板自然陷落及伪倾斜长壁顶板自然陷落的采煤方法。在采区中部布置一组采区巷道开采南块段3上、3下煤层及北块段3上煤层，在南大巷东侧布置一条辅助回风上山，在北块段布置垂直于南大巷的条带工作面开采3下煤层。 二、工作面材料巷 3上903工作面材料巷沿煤层顶板布置，主要用于该工作面的进风和运料。巷道为锚网支护；矩形断面，锚杆间排距1.00.8m，巷道净宽为3.2m，净高为3.0m，断面积9.6m2。 材料巷内布置一路4寸防尘管路，一路4寸排水管路，一路2寸压风管路，设置工作面移动设备列车。 三、工作面运输巷 3上903工作面运输巷沿煤层顶板布置，主要用于该工作面的回风和运煤。巷道为锚网支护，矩形断面，锚杆间排距为1.00.8m，巷道净宽3.2m，净高3.0m，断面积9.6 m2。 运输巷内布置一路2寸防尘管路，一路4寸排水管路，一路4寸供风管路，以及束管、监测等管线。设置转载机、破碎机、胶带输送机。 四、采煤面切眼 工作面切眼均沿煤层顶板布置，巷道为矩形断面，采用锚网支护，净宽6.6m，净高3.0m，断面积19.8㎡。 附图三工作面位置及巷道布置示意图 第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 双滚筒采煤机双向割煤，在工作面端部斜切进刀，往返一次进两刀，螺旋滚筒配合工作面刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤，液压支架支护顶板，全部垮落法处理采空区顶板，为综采工艺。 附图四采煤机进刀方式示意图 二、采煤方法 1、采煤方法 单一长壁后退式采煤法，全部垮落法处理采空区顶板。 2、采高和循环进尺的确定 本面煤层厚度为3.4～4.5m，平均3.96m，煤机可采高度2.2～4.0m，煤机运行所允许的最小高度为2.4m，支架有效支护高度2.1～4.2m，因此 确定采高为2.6m～4.1m（工作面受断层等地质构造影响，破矸区域最低采高不应小于2.6m，最大采高不大于3.0m）。煤机滚筒截深为0.63m，确定循环进尺为0.6m。 3、落、装、运煤方式 落煤利用采煤机进行双向割煤，往返一次进两刀。 装煤利用采煤机的螺旋式滚筒配合刮板输送机铲煤板自动装煤。 运煤工作面可弯曲刮板输送机、顺槽桥式转载机、胶带输送机运煤。 4、爆破说明 工作面出现硬度f≥3的坚硬夹矸或遇特殊地质构造需破f≥3岩石推进时，应进行松动爆破处理。破矸厚度小于1.0m时，打单排眼，眼距1.0m，眼深1.4m；破矸厚度大于1.0m时，必须另提补充措施。 工作面出现落差大于1.0m以上的断层时，必须另提补充措施。 三、工作面正规循环生产能力 W＝LShrC ＝2620.63.9.61.3193％＝770t 工作面平均倾斜长度262m，循环进尺0.6m，平均采高3.96m，煤的容重1.33t/m3，回收率93％，则工作面正规循环生产能力为770t。 每班2个循环，3班生产，正规循环率80％，则 日割煤量＝7702380＝3696t 月割煤量＝369630＝110880t 第三节 设备配置 一、采煤机 选用MG250/600-QWD双滚筒采煤机一部，其主要参数如下 采高2.2～4.0m 电动机总功率600kW 截深0.63m 牵引速度0～6.3m/s 二、液压支架的主要技术特征 型 号ZZ5200-21/42 额定供液压力31.5MPa 立柱额定初撑力4365kN 立柱额定工作阻力5200kN 支护高度2100mm～4200mm 支护宽度1430mm～1600mm 平均支护强度0.89MPa（890kN/m2） 支护面积6.443m2 对底板平均比压2.16MPa 推溜力179kN 拉架力455kN 数量175架 三、运输设备 1、刮板输送机一部 型号SGZ-764/630C 电机功率2315kW 运输能力1000t/h 中部槽尺寸1500764280mm 2、桥式转载机一部 型号SZZ-764/160 电机功率160kW 运输能力900t/h 中部槽尺寸1500764222mm 3、破碎机一部 型号LPS-1000 破碎能力1000t/h 电机功率110kW 4、可伸缩胶带输送机一部 型号SDJ-1000/2125胶带输送机１部 电机功率2125kW 运输能力700t/h 带宽1000mm 6、辅助运输设备选用1吨矿车，牵引设备选用JD-40和JD-25型调度绞车。 附图五工作面设备布置示意图 机电设备配置表 表六 设备名称 型号 数量 用途 采煤机 MG250/600-QWD 1 工作面落煤 刮板输送机 SGZ-764/630C 1 运煤 转载机 SZZ-764/160 1 运煤 破碎机 LPS-1000 1 破碎煤、矸 胶带输送机 SDJ-1000/2125 １ 运输 乳化液泵 WRB-200/31.5 2 供高压液 喷雾泵 KCP-2F 2 降尘 潜水泵 BWQ-30/30 2 排水 排沙泵 KGQ-50/50 2 排水 移动变电站 KBSGZY-1250/66/1.14 2 供电 移动变电站 KBSGZY-630/66/1.14 1 供电 高防开关 BGP8-6 1 供电 调度绞车 JD-25 4 运输 调度绞车 JD-40 5 运输 回柱绞车 JH-14 2 回柱 低防开关 QJZ-80 6 供电 QJZ-80N 11 QJZ-300/1140 3 QJZ-4315/1140 2 QBS-40K/1140 2 信号照明综保 BZX-4/1140 3 供电 馈电开关 BKD-400F 2 供电 张紧绞车 JH-8 1 张紧皮带 采煤机二次负压降尘器 CM2F 1 降、除尘 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、经验计算支护强度 Pt＝89.81hr ＝89.813.962.5＝776.952（kN/㎡） 式中Pt工作面合理的支护强度（kN/m2） h采高（m） r顶板岩石容重（t/m3），一般可取2.5 2、参考同煤层矿压观测资料 见表七，最大平均支护强度＝600（kN/㎡） 3、选择工作面支护强度 776.952（kN/㎡）600（kN/㎡），因此工作面支护强度应大于776.952（kN/㎡）。 4、支护设备选择 3上903上面选用ZZ5200-21/42型支架，共布置液压支架175架，从运输巷到材料巷依次编号为1～175号架。 根据工作面条件与支架适应条件对照表，通过对比、验算，ZZ5200-21/42型支架支护强度为890kN／m2＞776.952kN／m2，证明选用ZZ5200-21/42型液压支架，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的要求。 预计工作面矿压参数参考表 表七 序号 项 目 单 位 同煤层实测 本面选取或预计 1 顶 底 板 条 件 基本顶厚度 m 11.0～29.8 27.9 直接顶厚度 m 0～2.7 1.35 直接底厚度 m 0～8.0 2.5 老底厚度 m 11～31.26 29.9 2 直接顶初次垮落步距 m 8～17 16 3 初 次 来 压 来压步距 m 46～52 48 最大平均支护强度 kN/m2 592 600 最大平均顶底板移近量 mm 120 120 来压显现程度 明显 明显 4 周 期 来 压 来压步距 m 17 18 最大平均支护强度 kN/m2 528 530 最大平均顶底板移近量 mm 110 110 来压显现程度 明显 明显 5 平 时 最大平均支护强度 kN/m2 512 520 最大平均顶底板移近量 mm 60 60 6 直接顶悬顶情况 m 7 底板容许比压 MPa 19 20 8 直接顶类型 类 2 2 9 基本顶级别 级 II II 10 巷道超前影响范围 m 20 20 11 最大控顶距 m 4.3 12 最小控顶距 m 3.7 13 放顶步距 m 0.6 0.6 14 支护强度 MPa 0.54～0.6 0.75 支架参数对照表 表八 工作面实际条件 支架参数 采 高 2.6～4.1m 2.1～4.2m 煤 厚 3.4～4.5m 倾 角 0～18 15 硬 度 f＝2.5 ≥2.0 支护强度（MPa） 0.52 0.89 底板比压（MPa） 20 2.16 顶板类（级）别 2类II级 2类II级 二、其它支护材料选型 1、单体液压支柱型号 DZ31.5（35，38）-25／100； 单体液压支柱底面积113cm2 单体液压支柱性能 （1） 初撑力≥90kN （2） 最大工作阻力250kN （3） 平均工作阻力200kN 2、金属铰接顶梁型号HDJB-1000 三、乳化液泵站 1、泵站选型、数量 选用两台WRB-200/31.5型乳化液泵，装备两泵一箱，供液管路选用φ31.5mm高压胶管，耐压32MPa以上；回液管路选用φ38mm低压胶管，耐压10MPa以上。 2、泵站设置位置 泵站安设在工作面材料巷，在设备列车上随工作面的推进而迁移。 3、泵站使用规定 （1）保证泵站压力不小于30MPa，乳化液浓度不低于3～5％。 （2）加强液压支架与泵站的维修，杜绝系统的漏窜液。 第二节 工作面顶板管理 本工作面的顶板管理采用全部垮落法。 工作面切眼倾斜平均长262m。采用ZZ5200-21/42型液压支架支护工作面顶板。共布置液压支架175架。 一、正常工作时期顶板支护方式 工作面采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。采煤机割煤后，采用带压移架的方式移架，先移支架，再移刮板输送机，即割煤→移架→移刮板输送机；正常移架时滞后采煤机滚筒4～6架，顶板破碎或煤壁片帮严重时要提前拉超前架及时支护顶板，即不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架→割煤→移刮板输送机。 移架步距为0.6m，移架顺序为 1、采煤机向下（上）端正常割煤。割煤后及时将支架的前探梁伸出护顶；自上（下）向下（上）滞后采煤机后滚筒4～6架移架（顶板破碎时可提前拉超前架）。 2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的前探梁伸出护顶。 3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤。割煤后及时将支架的前探梁伸出护顶；自下（上）而上（下）滞后采煤机后滚筒4～6架移架（顶板破碎时可提前拉超前架）。 4、采煤机割煤并移架后，及时将支架的前探梁伸出护顶。 5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒2～3架将护帮板收回，并滞后采煤机后滚筒3架，顺序将护帮板打出，护好煤壁。 支护要求 1、工作面应达到动态质量标准化标准要求，确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。 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24MPa。 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得大于6架，防止长时间空顶。 4、工作面出现漏顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。 二、特殊时期的顶板管理 ㈠工作面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项安全技术措施。工作面正常生产期间，当工作面中部采空区悬顶距离超过30m时，必须结合现场实际编制强制放顶或加强顶板管理的专项安全技术措施。 2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强矿压观测，及时准确地做好来压预测和预报工作，由生产技术部矿压观测人员在材料巷、运输巷挂牌标明来压位置。 3、工作面支架以及材料巷、运输巷所有支设的单体液压支柱必须达到初撑力，特别注意工作面中部支架的初撑力及支护状态，一旦出现来压预兆及时采取在顶梁下补打支柱等有效措施，预防冒顶。 4、加强两个端头的顶板管理，坚持单体支柱二次注液制度，顶板破碎时应提前铺金属网护顶，并确保排头支架联网与巷道搭接0.5m以上，防止出现端头冒顶。 5、工作面停采收尾时要编制停采收尾措施，加强顶板管理。 ㈡过断层及顶板破碎时的顶板管理 本工作面地质构造较简单，掘进过程中共揭露断层六条，其中F3断层对工作面生产有较大影响。须提前编制工作面过断层安全技术措施，加强过断层回采时的顶板管理工作。当工作面局部片帮严重或顶板破碎时，应提前移超前架及时支护煤壁及顶板。 第三节 两巷及端头顶板管理 一、工作面两巷的顶板管理 ㈠两巷的超前支护 1、支护要求 工作面两巷超前支护采用单体液压支柱配合金属顶梁三排支护，支护距离不少于20m；顶板破碎时，采用铺金属网护顶，并用宽高＝200150mm且长度与巷道宽度相适应的方木配合单体液压支柱下好一梁两柱倾向抬棚进行临时维护，再在大板下挂金属顶梁配合单体支柱三排支护，支护距离不少于20m。 超前支护以外的巷道出现顶板破碎，下沉、离层或工字钢棚梁变形等现象时，应及时使用宽厚＝200150mm、长度与巷道宽度相适应的大板配合单体液压支柱下一梁两柱倾向抬棚或在棚梁下补打点柱加强支护，并撤掉失效的棚腿，防护好帮部。 2、支护材料及支护密度 超前支护方式工作面两巷超前支护均使用HDJB-1000型铰接顶梁配合单体液压支柱三排支护，柱距1.0m。 当巷道压力大、顶帮破碎、断面大、原支护形式不能满足支护要求时，超前支护应根据现场情况适当延长维护的长度，增加支护的排数，加大支护的密度。 3、支护质量控制标准及措施 ⑴支柱纵横成线，直线偏差小于50mm。 ⑵支柱应支设在实底上，并做到迎山有力（迎山角度为2～3左右），支柱肩窝应接实顶板，单体液压支柱初撑力不小于50kN。 ⑶顶梁之间要用圆销联好，铰接率达到100％，并保持平直。 ⑷所有单体液压支柱三用阀方向一致，注液口朝向老塘。 ⑸单体液压支柱支护时，支柱活柱行程应大于200mm，小于活柱最大行程100mm。 ⑹工作面所有正常使用的单体液压支柱钻底量大于100mm时必须穿铁鞋（不小于φ350mm）。 ⑺工作面每班设支护用品管理员，负责支柱、顶梁、水平楔等的清点、编号、拴挂安全绳和更换损坏的支柱、顶梁。 ⑻损坏的支柱、顶梁要及时更换并回收上井，暂时存放时要运至两巷超前外不少于50m的地点按备用支柱的标准进行码放管理。 二、工作面端头的管理 1、两端头迎头支护采取一棵密集一棵戗柱支柱方式，柱距不大于0.4m，戗柱角度为75～85，支柱初撑力不小于90kN。 2、机头尾端头采用“π”型钢配合单体液压支柱进行支护。当端头支护（或超前支护沿工作面倾向）与排头支架间隙大于0.5m时，必须增加成对“π”型钢梁抬棚加强支护。梁长4.4m，一梁三柱，走向交替迈步前移，前移步距1.2m。单对大棚棚距≤0.2m，成对大棚的棚距≤0.6m。出口维护大棚距排头支架的间距≤0.5m。 三、支护材料的使用数量和存放管理 材料巷超前支护不小于20m，需要单体支柱60棵。需用HDJB-1000铰接顶梁60块。端头支护需要20棵单体支柱，HDJB-1000铰接顶梁10块。 运输巷超前支护不小于20m，需要单体支柱75棵，HDJB-1000铰接顶梁75块，端头支护需要20棵单体支柱，HDJB-1000铰接顶梁5块。 工作面两巷正常支护需用单体液压支柱160棵，铁鞋160块, HDJB-1000型铰接顶梁140块。 工作面两巷备用单体液压支柱20棵，铁鞋20块，备用HDJB-1000型顶梁17块；备用坑木不少于1.5m3。 备用材料的存放地点，应保持距工作面50～100m之间，材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、数量、单价等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的行人道和0.5m以上轨道运输的安全间隙。 四、工作面及两巷支护质量规定（见表九） 工作面及两巷支护质量规定表 表九 项目 小项名称 单位 质量规定标准 工 作 面 支 护 支架直线误差 mm 50 支架中心误差 mm 100 与面溜垂直误差 度 5 与顶板的仰俯角度 度 7 端面距 mm ≤340 上 下 出 口 超前支护 m ≥20 高度 m ≥1.8 宽度 m ≥0.7 柱距 m 1.0 移 架 放 顶 最小控顶距 m 3.7 最大控顶距 m 4.3 放顶步距 m 0.6 材 料 巷 宽度 m 3.2 人行道宽度 m ≥0.7 高度 m 3.0 运 输 巷 宽度 m 3.2 人行道宽度 m ≥0.7 高度 m 3.0 液压 参数 乳化液配比 ％ 3～5 泵站压力 MPa ≥30 附图六工作面、顺槽及端头支柱示意图 第四节 矿压观测 1、利用圆图压力自记仪在工作面均匀布置5条观测线（上、下端头各一条），由生产技术部（采煤）负责管理、操作和维护，进行24小时连续观测支架的初撑力、工作阻力。 2、记录现场支护质量监测的一表两图要齐全，一表两图是指工作面监测指标预报表，支架工作状态图、支架初撑力曲线图。 3、对生产技术部（采煤）矿压观测人员提供的每班动态监测预报表，工区要根据矿批示意见提出整改措施和处理意见。 4、所有支架立柱和悬臂梁千斤顶要有压力监测表（一架三表）显示，工人操作必须首先查看压力监测表，达不到规定值的，必须当场整改。 5、矿压观测人员和跟班安监员每班必须抽查不少于10架一架三表的初撑力，并做好记录。 6、支架初撑力抽查和顶板动态监测不合格的，必须当场整改；班班坚持好二次注液。 第四章 生产系统 第一节 运输系统 一、运输设备及运输方式 ㈠运煤设备及装、转载方式 采煤机割煤，采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤并通过桥式转载机将煤转载到运输巷胶带输送机上运出。 ㈡辅助运输设备及运输方式 工作面所需用的材料、设备等物资，利用绞车牵引，采用矿车、平板车或其他专用车辆通过两巷运至工作面。 二、移溜（转载机、破碎机等）方式 采用推溜千斤顶进行移溜，推移步距为0.6m，推溜方向沿工作面倾向自上（下）而下（上）。 采煤机向下（上）端正常割煤时，按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板输送机，至距离采煤机后滚筒不小于12m处；运输机弯曲段长度不得小于15m。 在采煤机向上（下）完成斜切进刀，切入煤壁达到规定截深后，将刮板输送机自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁成一条直线。 转载机、破碎机采用拖移油缸进行拖移，拖移步距为0.6m。 工作面机头割煤一刀移溜完毕后，停止转载机及破碎机运转，将转载机、破碎机向前拖移0.6m，使转载机尾与面溜减速箱对齐。 三、运煤路线 3上903工作面→3上903工作面运输巷→溜煤眼→南翼皮带机道→2号仓→主井。 四、辅助运输路线 -320井底车场→南大巷→3上903工作面运输巷→3上903工作面。 -320井底车场→南大巷→3上903工作面材料巷→3上903工作面 附图七工作面运输系统示意图 第二节 通防与监控系统 一、通风系统 ㈠风量计算 1.按瓦斯涌出量计算 Q 100qk 1000.41.4＝56m3/min。 式中Q工作面实际需要风量，m3/min； q工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min； k工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，通常取1.2～1.6，本面取1.4。 2.按工作面气象条件计算 Q Q基本K采高K采面长K温度 ＝731.81.51.41.05 ＝1613.62m3/min。 Q-采煤工作面需要风量，m3/min Q基本 －不同采煤方式工作面所需要的基本风量，m3/min Q基本 ＝60工作面控顶距工作面实际采高70％适宜风速（不小于1m/s） 6043.9670％1.1 ＝731.8（m3/min） K采高-回采工作面采高调整系数（见表十） K采面长-回采工作面采长度调整系数（见表十一 ） K温度-回采工作面采温度与对应风速调整系数（见表十二） K采高-回采工作面采高调整系数表 表十 采高（m） 200 长度调整系数 1.0 1.1 1.3～1.5 K温-回采工作面温度与对应风速整系数表 表十二 回采工作面空气温度℃ 采煤工作面风速（m/s） 配风调整系数（K温） 20 1.0 1.00 20～23 1.0～1.5 1.00～1.10 23～26 1.5～1.8 1.10～1.25 26～28 1.8～2.8 1.25～1.40 28～30 2.5～3.0 1.40～1.60 3、按工作面温度计算 Q＝60VS＝601.015.84＝1045.44m3/min 式中V-工作面平均风速，m/s;可按下表选取 S-工作面平均断面，本面为15.84m2 工作面风速与温度对应表 表十三 工作面空气 温度0C 工作面风速V（m/s） 煤层厚度1.5m 厚煤层 15S 1515.84＝237.6m3/min。 （2）按最高风速验算,工作面的最大风量 Q 240S 24015.84＝3801.6m3/min。 6、确定工作面实际需要风量为1613.62m3/min。 ㈡通风路线 副井→井底车场→南大巷→3上903工作面材料巷→3上903工作面→3上903工作面运输巷→南总回风巷→南风井。 附图八工作面通风系统示意图 二、综合防尘系统 ㈠防尘管路系统 3上903工作面材料巷的防尘用水来自南大巷，经运输巷、904运通道到材料巷；3上903工作面运输巷的防尘用水来自南大巷，经运输巷到工作面。 材料巷供水管路选用4寸水管，每隔100m设一个三通阀门，在水管进入巷道处安装闸门，向泵站、巷道及工作面防尘设施供水。 运输巷供水管路选用2寸水管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入巷道处安装闸门，向运输巷各转载点、巷道及工作面防尘设施供水。 在工作面两巷入口处供水管中设置过滤器，保证工作面供水洁净。 附图九工作面防尘系统示意图。 ㈡综合防尘系统 1、煤体注水 工作面开采前，在工作面材料巷侧每隔15m向煤壁打深孔注水，采用静压注水，注水后水分增加率不小于1％。 2、工作面短壁注水 利用每天检修时间，在工作面煤壁打浅孔进行煤体短壁注水。钻孔垂直煤壁单排布置，钻孔间距6.0m、孔深4.0m、钻孔直径50mm，钻孔距底板1.5～2.0m。采用静压注水，注水效果以钻孔周围出现大面积渗水现象为标准。 3、采煤机内外喷雾 采煤机必须安装内外喷雾、二次负压降尘装置，截煤时必须喷雾降尘， 且保证喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于2MPa，外喷雾压力不小于1.5MPa，雾化程度高，特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。 4、支架及转载点的喷雾 液压支架必须安装喷雾装置，每架一组，每组设置三个喷头，支架降柱、移架时实现同步喷雾。煤机割煤时，其回风侧支架喷雾开启数量不应少于3组。 工作面各转载点设自动喷雾洒水装置，破碎机进出料口各安设一组手动喷雾洒水装置，实现卸煤、破煤同时喷雾降尘。 5、两巷防尘水幕 运输巷内至少安装两道水幕，其中第一道水幕在距工作面不超过30m处安设，第二道水幕在距工作面不超过50m处安设，随工作面的推进向外移动；材料巷至少安装一道水幕。防尘水幕要求雾化效果良好，覆盖巷道全断面。 6、两巷煤尘冲刷 对工作面运输巷每班冲刷一次，材料巷每天冲刷一次，工作面及两巷超前支护区域、其他部位每循环冲刷一次，巷道不得有厚度超过2mm、连续长度超过5m的煤尘堆积。 7、个体防护 工作面煤机司机、支架工、爆破工、运输机司机和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。 ㈢隔绝瓦斯煤尘爆炸措施 1、工作面两巷必须安装软质隔爆水棚，巷道长度小于300m时安一组，巷道长度300～500m时安2组；巷道长度大于500m时安3组；第一组隔爆水棚距离工作面60～200m之间，并随工作面推进而移动。 2、每组隔爆水棚棚区长度大于20m，每棚间距1.2m以上，隔爆水袋装水量不少于40L/个。 3、巷道内每处防爆水棚水量不小于200L/m2，做到经常清刷，保证水量和水袋清洁。 三、安全监控系统 工作面采用KJ90NB安全监控系统，在南九变电所安KJD-18型断电仪各一台，在工作面材运通道的移动配电点安装KDF-3型分站一台，在工作面回风巷距工作面煤壁不大于10m内安装KG9701A型甲烷传感器一台，在工作面回风巷距出口10～15m范围内安装GW50A