ZFS5600-20-30 3223综放工作面采煤作业规程2007-2.doc

3223综放工作面采煤作业规程编号：WC-ZF-2007-2五龙煤矿采煤工作面作业规程 工作面名称 ：3223综放工作面采煤作业规程 编 制 人 ：刘海东 丁利刚 施工负责人 ：王宝新 总 工 程 师 ：张普利 主管矿(井)长：王忠义 批 准 日 期 ：2007年07月01日 执 行 日 期 ：2007年07月01日目 录综放队审批5矿审批意见5第一章 概况7第一节 工作面位置及井上下关系7第二节 煤 层8第三节 煤层顶底板8第四节 地质构造9第五节 水文地质11第六节 影响回采的其它因素11第七节 储量及服务年限13第八节 井上下对照图13第九节 地质平面图15第二章 采煤方法17第一节 巷道布置17第二节 采煤工艺21第三节 设备配置24第三章 顶板管理29第一节 支护设计29第二节 工作面顶板管理31第三节 顺槽及端头顶板管理33第四节 矿压观测40第四章 生产系统42第一节 运输系统42第二节 通防与监控系统45第三节 排水系统55第四节 供电系统55第五节 通讯照明系统60第五章 劳动组织和主要经济技术指标63第一节 劳动组织63第二节 主要经济技术指标66第六章灾害预防及避灾路线67第七章 安全技术措施68第一节 一般措施68第二节 顶板管理69第三节 防治水70第四节 一通三防71第五节 运输管理71第六节 机电设备74第七节 其 它7876综放队审批 队 长： 生产队长： 安全队长： 技术主管： 编 制 人： 矿审批意见矿审批意见： 生 产 科： 通 风 科： 通 风 队： 机 电 科： 安 监 科： 地 测 科： 通风副总： 机电副总： 生产副总： 安全副总： 通风矿长： 机电矿长： 生产矿长： 总工程师：第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系 3223综放工作面是五龙煤矿20072008年主要接续面,预计2007年7月开采,2008年7月回采完毕。 具体位置及井上下关系如表一所示。 井上下关系表(表一)水平名称三水平采区名称322地面标高+230+240米井下标高-636-671米地面的相对位置地表为海州矿排土场邻区该工作面东临323区二阶段（现已停采），西临带岩墙，北临322区二阶段上、下组工作面（上组于02年8月采毕，下组于04年2月采毕），南临未采区。上覆3123工作面（上组于05年1月采毕，下组于07年4月采毕）3111工作面（03年1月采毕），与该面层间距为7593 米，下覆为太平上层未采区。 井下位置及相邻关系该工作面位于主井工业广场保护煤柱以南，东起3223运煤上山，西到该面切眼，北到该面回顺，南到该面运顺。走向长度(m)770倾斜长度(m)155面积(m2)119350第二节 煤 层 本工作面设计开采煤层为中间层，中间层由上、下两个分层组成，上层为该面的主采层，刚开采时连同下组一并回采，平均厚度16.6米，到断层后只采上组煤，煤厚平均为12.69米。该面北部煤层为单斜构造，走向150200，倾向SE，倾角60140，该面南部煤层为褶皱构造，走向2002350，倾向NW，倾角00120。 具体情况如表二所示。 煤层情况表(表二)煤层厚度m12.69（16.6）煤层结构复杂煤层倾角014开采煤层中间硬度3煤种长焰煤稳定程度中等煤层情况描述该工作面开采煤层为中间层，该层群分中间上层和中间下层，该工作面主采为中间上层，根据钻孔7004及3222、3223两个工作面实见发现该中间层群3223工作面西部中间上、下和层，东部没有和层。因此，工作面断层西侧开采中间上、下两个煤层，东部开采中间上煤层。断层东侧实见煤厚为12.2米、13.65米、13.8米、11.4米，平均厚度为12.69米，断层西侧实见煤厚为18.2米、14.9米，煤层平均厚度为16.6米。中间上煤层结构复杂、含夹石层数较多、层数为711层，夹石厚度0.11.5米，夹石岩性为砂岩和粉沙岩。中间下层结构简单，含夹石层数较少，厚度为0.10.2米，岩性为粉沙岩。该两层煤层理、节理比较发育，媒质较硬。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）老顶直接顶泥岩、泥质粉沙岩.7088伪顶 泥 岩00.5直接底 粉砂岩及砂岩3846（）老底第四节 地质构造 一、断层 工作面内实见一组正断层，落差为4.45.0米，倾角6580度，倾向SE,工作面断层位置详见地质平面图。 二、褶皱构造 3223工作面实见高德向、背斜，此向、背斜在工作面西部发育较平缓，向斜轴在工作面内不明显，而背斜轴在工作面内特别明显，使外段运顺局部煤层呈直立状态，导致煤层倾角呈反斜，破坏了煤层连续性，并伴有小断层，使运顺局部在中间下煤层中掘送。向、背斜位置详见地质平面图。 三、岩浆岩1.NE向岩墙 工作面内实见两组岩墙，厚度为1.12.0米，岩墙走向6069度，倾角6586度，倾向SE，NW。两组岩墙在回顺有分叉现象。 2.工作面内实见带岩墙的两组岩墙，岩墙走向N8790E倾向SE，厚度为5.22.8米，倾角8589度，岩墙接近煤层处煤层变焦。并有裂隙带，裂隙带含水，巷道有滴水现象。 四、综合柱状图第五节 水文地质 3223综放工作面煤层本身不含水，主要充水因素为3123上、下组工作面采空区积水及3111工作面的补充水源和3222上组工作面残留积水。 一、3222上组工作面残留积水量3223回顺掘进时，已经放出3222上组工作面积水3.0万立方米，但通过对放水钻场钻孔观测，发现放水钻孔还在流水，涌水量每小时为3.0立方米左右。 二、3123下组采空区积水 3223上组工作面上覆孙家湾层3123上、下组工作面，经水情预报，预计3123上、下组工作面积水量为8.3万立方米。三、3111工作面补充水源3111工作面开采时与水泉层采空区导通，水泉层采空区及旧巷与带岩墙直接或间接导通。带岩墙裂隙带含水，虽然3111工作面开采时已成功放出一部分积水。但仍有补给量每小时2.5立方米左右。第六节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质情况表(表五)相对瓦斯涌出量11.53m3/t煤尘爆炸指数41.53%自燃发火期 3个月煤层倾角 10度 一、向、背斜 由于工作面内实见高德向、背斜，导致3223运顺巷道在中间下煤层，因此工作面开采到中间下煤层时加强地质写真。进一步掌握中间下煤层在工作面具体情况，以便开采中间下煤层提供准确的数据。二、钻孔 工作面内有7004、796钻孔。具体位置详见平面图。由于796钻孔在3123上、下工作面开采时已经实见，钻孔煤层段已封孔。对工作面开采无大的水害影响。但7004钻孔封孔情况不详，工作面通过7004钻孔时，应采取相应措施。 三、积水 工作面上覆3123上、下组工作面8.3万立方米积水，现已经在3223回顺掘送了放水道，并预以打钻放水，预计在3123上、下工作面积水线前能全部放出积水。但还会残留小部分积水无法放出。但对正常生产不会有影响。由于3223回顺防水钻孔每小时涌水3.0米3左右及3111工作面补充水量2.5米3。工作面在运顺最低点处应设水泵及铺设排水管路，避免涌水量增大时影响工作面正常生产。四、断层工作面内实见一组正断层，落差4.45.0米，倾角6580倾向，工作面过断层时，要掌握好顶板管理和采层平稳过渡。措施另报。第七节 储量及服务年限 一、储量 该工作面地质储量为396.8万吨，面内地质储量为218.5万吨，阶段煤柱为33.1万吨，边界煤柱储量为145.2万吨，空巷地质量3.0万吨。 工作面面长155米，可采走向770米，可采储量185.7万吨。 二、采煤工作面服务年限 工作面的服务年限=可采推进长度770米/月设计推进长度60米 =13个月第八节井上下对照图 （ 附图二）附图三：3223工作面地质平面第二章 采煤方法第一节 巷道布置 一、采区设计、采区巷道布置概况 3223综放工作面是五龙煤矿2004年设计，该采区共分为三个区段，工作面采用单一走向长壁巷道布置。 二、采煤工作面回顺 3223工作面回顺顶板采用等强锚杆、钢带、金属网、锚锁联合支护，帮采用螺纹锚杆、金属网支护。等强锚杆为242400mm锚杆，螺纹锚杆为202000mm锚杆，排距间距=800800mm。净宽4.2m，净高2.8m，断面积11.76m2 主要用于进料、回风。 3223工作面回顺内布置有绞车等设备。 三、采煤工作面运顺 3223工作面运顺顶板采用等强锚杆、钢带、金属网、锚锁联合支护，帮采用螺纹锚杆、金属网支护。等强锚杆为242400mm锚杆，螺纹锚杆为202000mm锚杆，排距间距=800800mm。净宽4.5m,净高2.8m,断面积12.60m2。 主要用于运煤、入风。 运输顺槽内布置有皮带运输机、转载机、破碎机、移动变电站。 四、采煤面切眼 切眼为矩形断面,采用锚杆、钢带、金属网、锚锁、单体钢混合棚联合支护。净宽4.5m,净高2.8m,断面积12.60m2。 附图四：3223上组工作面位置及巷道布置图 附图五：3223上组工作面巷道剖面图第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 3223综放工作面采用综采放顶煤采煤法。 MG300/690-W采煤机割煤，采高.m，割煤深度为.m。 液压支架尾梁插板伸缩、摆动放顶煤，放煤高度9.89（13.8）m,采放比为1：3.5（4.75）。放煤采用一采一放,多轮、等量、顺序放煤,放煤步距.m。 初次放煤为工作面推进m处，距停采线m时停止放顶煤。采煤工作面端头支架、排头架不许放煤。 二、采煤方法 1、采煤机的进刀 采煤机进刀采取端部割三角煤斜切进刀的方式，采煤机双向割煤，往返一次进两刀，斜切进刀段长度为m，进刀深度.m。具体操作如下： （1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为m后，向上（下）进刀，通过m的弯曲段至m处，使得采煤机达到正常截割深度（即.m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。 （2）向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。 （3）割完三角煤以后，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。 附图六：采煤机进刀示意图。 2、采煤机正常切割。 正常割煤长度为130m，采煤机以m/min的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。 3、放煤。 放煤采用一采一放, 放煤步距参考同类型采煤面的数据选用.m。采用多轮、等量、顺序放煤工艺。即：每割完一刀煤后，进行一轮放煤，放煤从上（下）往下（上）依次进行。首先打开放煤口，放出数量大约为m厚度的煤，关闭放煤口；再进行下一架的放煤，直至第一轮结束。然后进行第二轮放煤，同样按照第一轮放煤的顺序，从上（下）往下（上）依次进行，打开放煤口，等到有较多的矸石放出时，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第二轮结束。 三、工作面正规循环生产能力据公式 式中 l 工作面平均长度, 155 ms 工作面循环进尺， 0.6 mh 工作面设计采高， 12.69(16.6) mr 煤的容重，1.4 t/m3c 工作面回采率, 85% W = 工作面正规循环生产能力，(吨)1404(1837) t 附图六：3223综放工作面采煤机进刀示意图第三节 设备配置 一、采煤机 采煤机选用MG300/690-W采煤机，其主要技术参数如下： 采高:2.8m 电机功率:690KW 截深:600mm 牵引速度:06m/min 二、液压支架的主要技术特征 1.中间支架型号为ZFS5600/20/30 支撑高度:23m 支撑宽度:.mm 初撑力：0KN 工作阻力:KN 支护强度:6MPa 放顶煤尾梁长度:.m 过煤高度:mm .排头支架型号为ZFS5600/22/30 支撑高度:2.2m 支护强度:6MPa 工作阻力:KN (其它技术特征与中间支架相同) 端头支架型号为ZT19200/18/32 支撑高度：1.83.2M 三、运输设备 1.刮板运输机有2部，其中 前部运输机型号为SGZ-830/2315 电机功率:2315kw 运输能力:1200t/h 中间槽尺寸:1500830300mm 后部运输机型号为SGZ-830/2315 电机功率:2315KW 运输能力:1200t/h 中间槽尺寸:1500830300 mm 2.桥式转载机1部，其型号为SZZ-764/200，设计长度45m，其它技术参数为 电机功率:200KW 运输能力:1000t/h 链速:1.46m/S 中间槽尺寸:1500764222 mm 3.破碎机1部，型号为PLM-1800，技术参数为 破碎能力:1800t/h 电机功率:160KW 4.可伸缩带式输送机4部，型号为SSJ-1200/2200，技术参数为 电机功率:2200KW 运输能力:1000t/h 带宽:1200mm 带速:2.5m/s 5.辅助运输设备选用3吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD-11.4、JD25、JD40、JD55、JD75、JD90、调度绞车，其主要技术参数如下： （1）型号:JD-11.4 静拉力:10KN 绳径:1550mm 绳速: 44m/min 绳容量:200m （2）型号JD-25 静拉力16KN 绳径1850mm 绳速60m/min 绳容量400m 滚筒直径320mm （3）型号JD-40 静拉力29.4KN 绳径2150mm 绳速78.6m/min 绳容量600m （4）型号JD-55 静拉力42.1KN 绳径2450mm 绳速72.3m/min （5）型号JD-75 静拉力50KN 绳经24.5mm 绳速87m/min （6）型号JD-90 静拉力82KN 绳经2600mm 绳速88m/min 附图七：3223综放工作面设备布置示意图第三章 顶板管理第一节 支护设计 1.合理支护强度计算据公式式中: 岩石23KN/m3n 增载系数1.1M 采高16.6mKP 碎胀系数1.71 1P -顶板压力600KN/m2 2.工作面整体顶板压力计算据公式式中:Lmax 最大控顶距5.8mT 工作面长度155mP 600KN/m2Pmax 最大控顶距时顶板压力639400KN 3.工作面支架数量计算据公式， 式中： Pt - 工作面长度155mRt - 单位支架宽度1.5 m n = 支架台数104 台 4.ZFS5600/20/30型液压支架技术参数 初撑力：4800KN，工作阻力：5600KN，支护面积：7.5m2. 5.顶板压力校核 全工作面支架工作阻力之和：5600104=582400KN 一台支架在正常工作时所受顶板压力：6007.5=4500KN 因为工作面整体顶板压力小于全工作面支架工作阻力之和，一台支架支护面积也小于支架工作阻力，所以ZFS5600/20/30型支撑掩护式液压支架经顶板压力校核符合采场压力要求。 6.顶板等级分析 从综合柱状图看，直接顶分层厚度0.6，查矿山压力及其控制分层厚度与分层厚度影响系数关系表得C1=0.32根据工作面实测节理裂隙间距为0.2，查节理裂隙间距与节理裂隙影响系数关系表得C2=0.32 ，岩石单向抗压强度取Rc =50，则直接顶强度指标为D=10RCC1C2= 51.2 ，则根据部颁方案为类中等稳定顶板。 二、乳化液泵站 （一）泵站选型、数量 乳化泵选用WRB-200/31.5型3台，装备三泵一箱;输液管路选用高压胶管，耐压40MPa以上。主要技术参数如下: 型号: WRB-200/31.5 公称流量 :200L/min 公称压力 :30MPa 电机功率 :31.5kW （二）泵站设置位置 泵站安设在运顺移动变电站串车的位置。第二节 工作面顶板管理 根据顶板等级分析,其煤层直接顶来压明显,级中等稳定顶板,3223综放工作面顶板来压时,其动载系数一般在1.1,最大支护强度600kNm2。本工作面的顶板管理采用全部跨落法。 工作面配置99架低位放顶煤液压支架,上端头配置3架排头支架，下端头配置台排头支架,共104架支架，对工作面顶板实行全支护法管理。 一、正常工作时期顶板支护方式 采用带压擦顶移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤-移架-移运输机；采用本架操作的方式移架。正常移架要滞后采煤机滚筒4架，不得超过架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架-割煤-移运输机。移架步距.m。 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，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。 3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒4架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。 、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒5架将护帮板收回，并滞后采煤机后滚筒5架,顺序将护帮板打出。 支护要求： 1、工作面应达到动态的质量标准化要求,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MPa。 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超过m，防止长时间空顶。 4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。 5、工作面生产以前要编制初次放顶和初次放顶煤的专项措施。 二、特殊时期的顶板管理 来压及停采前的顶板管理 : 1、工作面老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。 2、工作面老顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,在回顺、运顺挂牌标明来压位置。 3、工作面支架以及回顺、运顺所有单体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架状态,及时采取措施预防冒顶。 4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,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。 第三节 顺槽及端头顶板管理 一、工作面回顺、运顺的超前支护 1、支护要求: 回顺超前支护采用单体液压支柱做腿,4.5米园木梁,走向4.5米钢梁支护,支护距离不少于30米;运顺超前支护采用单体液压支柱做腿,4.5米园木梁,走向4.5米钢梁支护,支护距离不少于30米。 超前支护以外的巷道出现变形时应及时打点柱支护，中高不够时,及时拉底。 2、支护材料及支护密度: 回顺使用两排钢梁与DZ-3.0单体液压支柱配套支护,步距.米。 运顺使用两排钢梁与DZ-3.0单体液压支柱配套支护,步距.米。 (详见附图八3223综放工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）)。DZ-3.0单体液压支柱参数 初撑力:t 最大工作阻力:t 最大支撑高度:.m 3、支护质量控制标准 支柱纵横成线,偏差小于mm。 支柱应支到实底,并做到迎山有力。单体液压支柱初撑力不小于kN； 所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘。 两巷的支撑高度不得低于.4m,行人道宽度不得小于.m,单体支柱活柱行程不得小于mm。 单体必须系好防倒绳。 二、工作面端头的管理 1.上、下端头采用钢梁配合单体液压支柱进行支护。2.上端头根据端头空间大小采取相应数量的钢梁支护端头顶板,当上帮与排头支架间隙大于.m小于.m时,使用一组两架;大于.m小于.m时，使用两组四架;大于.m时使用三组六架支护顶板。钢梁选用.m长钢,一梁五柱，组内间距.m，迈步0.6m。3.上、下端头不得出现空载的钢梁、单体。端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。 4.做上、下缺口时，每两个循环在上、下三角顶各挑一根3.6m木料。上、下头各铺设一片双层金属网，中间夹彩条布，并与运顺和回顺顶网搭接0.5m，网扣间距0.2m，网扣必须拧三个花以上。 三、支护材料使用数量、备用数量 1.回顺超前支护30m，需要40排计160棵单体支柱，20根钢梁;端头支护需要30棵单体支柱，6根钢梁;合计需要190棵单体支柱,26根钢梁。 2.运顺超前支护30m，需要40排计160棵单体支柱，20根钢梁;端头支护需要20棵单体支柱，4根钢梁;合计需要180棵单体支柱，24根钢梁。 3.工作面正常需要单体液压支柱370棵，钢梁50根。计算其备用量=37010%=37棵。 4.3223综放工作面备用单体液压支柱.DZ-3.0、410根,.DZ-2.5、20根,.DZ-2.2、10根,.DZ-1.4、10根。单体液压支柱合计450棵，钢梁60根，坑木30m3。 5.备用材料的存放地点，应保持距工作面3050m之间，在回顺的内侧煤壁处。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理。材料存放地点必须保证有1.0m以上宽度的人行道和必需的运输通道。 附图八：工作面、顺槽及端头支护示意图 附图九：3223上组工作面回顺超前支护图 1：50 附图十：3223上组工作面运顺超前支护图 1：50 附图十一：3223上组工作面回顺原支护图 附图十二：3223上组工作面运顺原支护图第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 3223综放工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测，支架活柱缩量观测，巷道围岩变形观测，顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测，支护质量动态监测。 根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。 二、观测方法 1、工作面的矿压观测 (1)支架压力观测 利用压力表分别在工作面10#、25#、40#、55#、70#、85#、90#布置7条观测线,观测支架前、后柱工作阻力的变化情况。由综放队负责,连续观测支架的初撑力、工作阻力。 （2）支架活柱缩量观测 用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数，可算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置,即分别布置在20#、50#、80#支架上。 (3)统计观测 沿工作面采煤机移动方向每隔30架作为一观测剖面,每天统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过2m以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安全阀开启量(率)、顶煤冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。 2、顺槽的矿压观测 (1)巷道围岩变形观测 利用移动观测站观测。在回顺超前工作面200m范围内, 间隔50m安设1台顶板动态观测仪,监测顺槽顶底板的相对移近量,用来推断顶板的运动过程和状态。动态观测仪的编号始终由煤璧起依次为14#，当1#动态仪距煤壁不足1个循环的距离时,需将其回撤,并重新支设在原4#动态仪的前面,同时调整各动态仪的编号,使其仍然从煤壁起依次为1-4#。各动态仪的间距及1#动态仪至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。 观测次数一般48小时观测一次,当临近顶板来压时加密观测,可视变化情况每24小时观测一次,观测时必须记录观测时间。同时采煤机割至端头影响到动态仪时也必须加密观测,并记录采煤机影响情况及采煤机到端头的距离。 (2)巷道围岩表面位移观测 利用顺槽成巷期间设置的观测基点,并视情况补设部分基点,在回顺、运顺分别距切眼200m处布置2个测区,用测尺和测枪测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量,每两天观测一次,根据观测时间可算出移近速度。 三、支护质量监测 每旬由生产科不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查1次,对存在的问题,由综放队立即整改。 监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。 四、观测时间要求 1、工作面:观测老顶初次来压和每次周期来压。 2、顺槽:观测至工作面推进770m止。 3、支护质量监测:整个生产期间。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 采煤机组割装底煤和前部运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架尾梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机运出,插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏尾梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前、后部运输机平行运煤,集中到转载机（破碎机）和胶带输送机上运出。 （二）辅助运输设备及运输方式 工作面需用的材料、设备等物资，采用3吨矿车或叉车、JD-11.4、JD25、JD40、JD-55、JD75、JD-90绞车，通过-600大巷、323轨道上山、323边界上山、3223回顺运进工作面。 二、移溜方式 采用自移方式，推、拉溜步距.m，弯曲段长度不小于m，推拉方向为工作面前进方向。 （一）推移前部运输机 1、采煤机向下（上）端正常割煤时, 按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推前部刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15m处。 2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部运输机按自上（下）而下（上）的顺序推向煤壁,成一条直线。 （二）拉移后部输送机 工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置，待循环放煤工序结束后,将后部运输机滞后放煤口架拉移一个步距。 三、煤炭的运输 前期:3223工作面运输机3223运顺皮带3223运煤下山皮带323运煤下山皮带323集中皮带反井子。 后期:三水平钢带机转载皮带机井底煤仓主井提升选煤厂装车外运。 四、辅助运输系统路线 运料路线：副井-600大巷323轨道上山323上部车场323边界下山3223回顺3223工作面 详见附图十三：3223工作面运输系统示意图。 附图十三：3223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 （一）风量计算 1.按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:据公式： 式中： l00（67） - 单位瓦斯涌出量配风量，100m3/min q - 工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量74.33 m3/min； k - 工作面瓦斯（二氧化碳）涌出不均匀备用风量系数1.3Q采 = 工作面实际需要风量 1160 m3/min； 高瓦斯采煤工作面据公式： 式中： q - 工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量74.33 m3/min； k - 工作面瓦斯（二氧化碳）涌出不均匀备用风量系数1.3；K抽放率 - 采煤工作面的瓦斯抽放率，87%； Q采 = 工作面实际需要风量 1160 m3/min。 2.按工作面温度计算据公式， 式中： V - 工作面平均风速 1.7 m/s; S - 工作面平均断面面积6.9 m2; Q 工作面实际需要风量703.8 m3/min. 放顶煤工作面据公式， 式中： V - 工作面平均风速 1.7 m/s; S - 工作面平均断面面积6.9 m2; K - 综放工作面支架断面及工作面长短的调整系数1.2 Q 工作面实际需要风量845 m3/min. 3.按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量据公式， 式中： - 每班最多工作人数 29 人； 需要的风量116 m3/min。 4.按炸药用量计算据公式： 式中： A 采煤工作面一次爆破的最大炸药用量2.4 Kg； Q =60 m3/min； 5.按风速进行验算： （1）按最低风速验算,工作面的最小风量据公式： 式中： S - 工作面的平均断面6.9 m2； Qmin103.5 m3/min； （2）按最高风速验算,工作面的最大风量据公式： 式中： S - 工作面的平均断面6.9 m2 Qmax 1656 m3/min； 6.确定工作面实际需要风量 根据上述计算，确定工作面实际需要风量为1160m3/min。 （二）通风路线 通风路线: 入 风：副井-600大巷-600东一石门323轨道上山3223边界上山3223运顺3223工作面。 ：副井-365运输大巷-365西一石门三水平皮带下山323集中皮带道323运煤上山3223运煤上山3223运顺 3223工作面。 回 风：3223工作面3223回顺3223专用回风道3232专用回风道332回风下山三水平东轨道下山西砂井。 详见附图十四：3223综放工作面生产系统、通风系统及避灾路线图。 二、防治瓦斯 防治瓦斯采用风排与抽放相结合。 抽放采用内错式瓦斯道与老塘埋管相结合的方式进行。 （一）瓦斯检查（设点、次数） 1.工作面设瓦斯检查员巡回检查,每隔3小时检查一次,每班至少检查3次。 2.瓦斯检查点分别设在:104#、95#、85#、75#、65#、55#、45#、35#、25#、15#、下三角。 3.瓦斯检查牌板应设置在上三角往外10米，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。 （二）瓦斯监测 加强对工作面瓦斯的监测,专用回风道往里1015米处安装安全监测系统的瓦斯传感器, 甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。瓦斯报警浓度1%、断电浓度1%、复电浓度1%,断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。传感器每天调校1次，每7天充气断电实验一次。 详见附图十三：3223综放工作面安全监测设备、通防管路系统示意图。 监测系统必须由专人进行维护,确保系统的灵敏可靠。 当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。 三、综合防尘系统 （一）防尘管路系统 1.-600大巷323轨道上山323边界上山3223上组工作面回顺2.三水平皮带下山323集中皮带道323运煤上山3223运煤上山3223上组工作面运顺 （二）防尘方式 1、为保证防尘用水的清洁,在供水管路进入顺槽的地点给每条支管路安设一过滤器。 2、煤层注水: （1）超前工作面,由两顺槽每隔12m向煤壁打深孔注水。钻孔直径19mm，钻孔长度40m,钻孔沿煤层打。采用静压注水,水压不小于2MPa。 （2）在工作面煤壁外20m向煤层注水。 3、采煤机内外喷雾 : 要求喷雾嘴完好不堵塞,内喷雾压力不小于2MPa,外喷雾压力不小于2MPa,雾化程度高,特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。 5、架间自动喷雾和放煤口自动喷雾降尘: （1）供水采用32mm的高压胶管。 （2）动作方式:均采用自动化控制方式,实现架间、放煤口自动喷雾降尘。 （3）喷嘴布置:自运输顺槽起,单号架设四通阀,双号架设三通阀,每个支架前梁下方设两个喷嘴,放煤口处设两个喷嘴,全面共安装384个喷嘴。 （4）喷雾要求: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。 （5）工作面煤机割煤时,下风口20m范围内必须保证有3架以上的喷雾头正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。 6、转载点的喷雾: （1）工作面两部运输机机头及转载机头各设一组喷雾头。 （2）破碎机处安设一处喷雾装置。 （3）运顺皮带机机头设一组喷雾装置。 7、顺槽防尘水幕:在运顺中距工作面煤壁25m处,安设第一道水幕,在运顺破碎机下风侧5m处安设第二道水幕；在回顺中距工作面煤壁往外10m安设一道水幕。每道水幕的喷雾喷头不少于5个,且雾化良好,覆盖全断面。三道水幕均随工作面的推进而向外移动。 8、顺槽煤尘冲刷: 对工作面回顺每班冲刷一次,运顺每月冲刷一次,工作面、支架阀组及其它部位每班冲刷一次。 9、个体防护: 进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。 （三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施 1、在工作面回顺、运顺均安装各一组软质辅助隔爆水棚，距工作面60200m，3223运煤上山、323运煤上山、323轨道上山各设一组主隔爆水棚。 2、隔爆水棚安装质量要符合煤矿安全规程和防尘规范要求。 3、棚区长度30m,每棚间距1.2m,辅助隔爆水袋40L/个，主隔爆水袋50L/个。 4、每处防爆水棚不小于48棚,做到经常清刷,保证水量。 5、第一组防爆水棚距工作面60200m,并随工作面推进而移动。 四、防治煤层自然发火技术措施1.加强工作面防火检查。2.工作面上、下三角每两个循环各打一道丝袋闭，丝袋闭要打牢、打严，不得重复使用。3.回顺老塘埋管灌浆，运顺埋管注氮。 （一）综合防灭火方式 1、注阻化剂:利用密集浅钻孔,对切眼后壁打眼注阻化剂,钻孔每0.4m一个,上、下两排,呈三角形布置,并对切眼撒阻化剂。对工作面将要经过的联络巷上车场、绞车房和峒室撒阻化剂。 2、注浆: 注浆管敷设路线:西砂井灌浆立眼三水平东轨道下山-600东一石门323轨道上山3223运煤上山3223运顺3223工作面。 西砂井灌浆立眼三水平东轨道下山-600东一石门323轨道上山3223回顺3223工作面。 在两顺槽中各敷设一路108mm的注浆管,每隔30m留一个三通阀,对工作面实行采后埋管注浆。 当工作面推过切眼30m后,向老塘,进行预防性注浆。 利用灌浆管路对工作面进行采后注浆。 注浆量为：万吨煤注浆量不少于20m3。 3、注氮气： 利用本矿设置于西砂井地面固定式制氮装置, 通过注氮管对工作面采空区注氮。 注氮灭火方法:选用埋管注氮的防灭火工艺,采取连续注氮方式,向采空区注入浓度不低于97%的氮气，达到防火的目的。注氮量为1071m3/h,每班注氮量应有详细记录。在注氮过程中如有下列情况,则应采取相应措施: a、当工作面支架安装完毕,便敷设注氮管,待工作面推进15m时,进行注氮。 b、当工作面出现CO时,则采取插管注氮处理方法。 c、当火灾及火灾征兆发生在回风侧采空区,在进风侧注氮效果不好时,可利用回风侧注浆管路对采空区进行注氮。 d、当工作面回采结束撤架时,应减少供风量,加强注氮。待撤架完毕,应及时将进、回风顺槽封闭,然后向停采线注浆或注砂。 安全技术措施： a、输氮管路必须保证安全不泄漏。 b、严格送氮程序：井下输氮管路检查无误后,通知安监处、通风部门、调度室、通风副总。待井下的阀门打开后,由通风副总下令地面制氮站向井下供氮。 c、工作面注氮时,瓦检员应携带测氧仪随时巡回检查工作面及回顺,测量风流中的氧气含量,发现氧气含量低于18%时,应立即将工人撤至运顺并通知调度室,停止注氮。 检查和监测 : a、对工作面回风隅角和回风流中的气体进行人工检查和气体分析,对两顺槽中气体的CO含量进行监测。 b、对工作面通风系统进行束管监测,对工作面及采空区涌