新100201采煤作业规程.docx

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1、山西古县晋辽柳沟煤业有限公司第1章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系 100201回采工作面位于二采区东翼皮带大巷以东。工作面东侧为井田边界，北侧为未开采区，工作面西侧停采线与二采区东翼皮带运输大巷之间有9#采空区。工作面切眼南侧为100101采空区，工作面中部运输顺槽南侧为11#采空区 。工作面上限标高为902.376米，下限标高为833.337米。工作面平均走向长820米，倾斜平均宽182米。地表为山区；有山尖、山坡、陡坎、沟谷、丘陵、乡间公路及一条高压线路，有建筑物，在回采时，人员已安全撤离，地表标高为945米至1045米。地表具体情况详见井上下对照图。 见附图1：井上下对照图 表1

2、：工作面境界、范围东 西 走 向南 北 倾 向西 部东 部北 部南 部9采空区矿井边界未开采区100101采空区 第2节 煤层与顶底板 9煤煤层顶板为K2石灰岩,厚9.9米，中间夹0.6米泥岩。K2石灰岩坚硬、致密、节理裂隙、溶洞都十分发育，含少量动物化石。煤层底板为黑灰色粉砂岩，厚3.2米，坚硬、致密，层节理发育，含少量动物化石。 见附图2：地层综合柱状图 表2：顶底板特征表顶 底 板岩 石 类 别厚 度顶板老 顶K2石灰岩6.6m直 接 顶K2石灰岩2.7m伪 顶底 板黑灰色粉沙岩 3.2m 第三节 地质构造该区域地质条件较复杂，断层、陷落柱及顶板溶洞均很发育，从工作面周围实际素描情况来看

3、，1、该工作面实见断层有13条，断层性质、产状、落差及对生产影响情况详见断层一览表。其中有六条较大断层将会对回采产生一定影响。 2、该工作面掘进过程中，在回顺实见三个陷落柱，由于该区域陷落柱发育，回采时还可能会遇见其它中小型陷落柱。断层及陷落柱具体位置见平面图。 第四节 水文地质1、该区域水文地质条件简单，煤层顶板石灰岩溶洞发育，岩溶裂隙水发育。另外在工作面掘进过程中多处出现顶板淋水现象，目前工作面回风顺槽、开切眼及运输顺槽顶板仍有淋水，预计工作面正常涌水量为5m³。对回采无较大影响。建议在回顺和运顺各设一趟4寸排水管路，并通过排水管路将工作面涌水、积水及时排至主水仓。2、该工作面与

4、100101采空区相邻，最近处距100101采空区7米，采空区内可能有少量积水。 第五节 影响回采的其它因素1、该工作面顶板节理裂隙都十分发育，应加强顶板支护和管理，特别要加强过断层前后顶板支护和管理。2、注意瓦斯观测。3、由于煤层埋藏较浅，在回采过程中要密切注意观察地表变形，若发现地表塌陷、滑坡等异常情况时应立即采取有效措施进行处理 表3：断层一览表 第六节 储量及服务年限 一、 储 量 4：储量情况见表煤层名称工作面尺寸平均煤层厚度（m）地质储量（万吨）可采储量（万吨）煤层生产能力（t/m2）工作面回采率（%）容重（t/m3）走向（m）倾 向（m）10煤8101821.734.4226.9

5、22.32951.37 二、工作面服务年限 工作面服务年限=可采储量/设计月产量=26.92万吨÷6.1万吨/月=4.4（月）第2章 采煤方法第一节 巷道布置及工作面设计 一、巷道布置概况 该工作面位于二采区东翼，在一采区100101采空区北侧，可采煤层标高+902.376+833.337m，地面标高+945m+1045m。 表5：工作面设计参数表采煤方法综合机械化采煤落煤方式机采工作面长（平均）182m倾角4°8°采高2.6m作业方式双九一六一次进度0.80m顶板管理全部垮落法采煤机MG300/700-WD工作面运输机SGZ830/800最大控顶距5.2m最小控

6、顶距4.4m 该工作面采用走向长壁后退式采煤法。综合机械化采煤工艺具有生产能力大、机械化程度高、劳动效率高、巷道维护期短等优点；而且支撑掩护式液压支架支撑力大、切顶能力强，能够有效支护顶板，稳定性好。二、工作面回风顺槽 1、支护形式：巷道采用锚索支护。2、管线铺设：靠下帮铺4寸供风管一条、4寸供水管一条、4寸排水管一条。3、巷道用途：工作面回风、材料供应、行人等。三、工作面运输顺槽1、支护形式：巷道采用锚索支护。2、管路铺设：靠下帮铺设4寸供风管一条、4寸供水管一条、4寸排水管一条。3、巷道用途：主要用于工作面的进风，运煤、行人。 四、工作面切眼切眼断面6.5×2.6米，采用锚索支护

7、。第2节 采煤工艺及方法 一、采煤方法 该工作面采煤方式为走向长壁后退式，采煤工艺为综合机械化采煤。 1、工艺顺序：打眼装药爆破割煤移架推溜2、落煤：采用采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深0.8m。3、装煤：采煤机螺旋滚筒配合刮板运输机铲煤板装煤。4、运煤：工作面运输机运煤到转载机再到皮带输送机。5、支护：工作面采用液压支架支护，回风顺槽、运输顺槽超前支护采用单体液压 支柱、梁及铰接梁联合支护。二、割煤方法1、采煤机在工作面端头斜切进刀方式，双向割煤，追机移架、移溜。2、采煤机割煤时，前滚筒在上部割顶煤，后滚筒在下部割底煤。3、采煤机往返一次割煤两刀，每刀截深0.8m。 见附图3：采煤方法示意图

8、 三、进刀方式及说明采煤机采用端头斜切进刀方式。1、采煤机在工作面端头沿运输机弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。2、将运输机机尾推靠煤壁，与此同时，升后滚筒、降前滚筒。3、采煤机朝机尾方向割煤，待割透煤壁后再调换上、下滚筒。4、采煤机反向正常割煤，一直到机头割透煤壁完成一刀。5、将两个滚筒的上下位置调换，为割下一刀做好准备，采煤机反向沿运输机弯曲段牵引切入煤壁。如此往复进行。见附图4：进刀方法示意图 四、推移刮板运输机方式采用支架推移千斤顶推移工作面运输机，推移步距为0.8m，推移刮板运输机滞后采煤机1220m。运输机弯曲度不得超过5°，推移刮板运输机时最小弯曲段不得小

9、于15m，追机推移。 五、工作面正规循环生产能力 W=LShrc=（182×0.8×2.6×1.37×95%）t =492t 式中W工作面正规生产能力，t； L工作面平均长度，182m；S工作面循环进尺，0.8m；h采高，2.6m；r煤的视密度，1.37t/m3；c采出率，95%。第3节 设备配置 一、设备配备情况1、选用MG300/700WD采煤机一台，主要技术参数如下：采高范围 1.83.6m整机功率 700kw滚筒直径 1.8m滚筒转速 07.8m/min卧底深度 364mm截深 800mm牵引型式 电牵引操纵方式 遥控 2、液压支架的主要技术特征

10、：支架型号：ZZ6800/18/35 ZTZ14000/18/35数量： 124组 2组工作阻力：6800KN 14000KN推移行程：800mm 800mm适应倾角：0±15° 0±15°3、中双链刮板运输机1部，其主要技术参数如下： 型号 SGZ830/800 电机功率 2×400kw输送能力 1200t/h 链速 1.3 m/s中部槽规格（长×内宽×高） 1500×830×315mm4、中双链桥式转载机1部，其主要技术参数如下：型号 SZZ830200 电机功率 200kw输送能力 1500t/h

11、链速 1.62m/s5、锤式破碎机1部，其主要技术参数如下：型号 PLM-1500 电机功率 150 kw主轴转速 374 r/min 锤头数 8个见附图5：工作面设备布置示意图 第3章 顶板控制第1节 支 护 设 计 一、支架计算、支护 工作面支架选择计算 （1）求顶板压力 根据公式：P=K×M××g =10×2.6×2.6×9.8=662.48KN/ 其中：P：顶板压力 K：估算系数（取10）M：采高（取2.6m） ：上覆岩石容重（取2.6T/m3） g：9.8 取P=662.48KN/ （2）支护设计及支护强度校核 工作面选用Z

12、Z6800/18/35型支撑掩护式液压支架，该支架的额定工作阻力为6800KN/架，初撑力为6184KN/架；工作面最大控顶距为5.2m，最小控顶距为4.4m，ZZ6800/18/35型支撑掩护式液压支架宽度为1.5m。 工作面最小控顶距时支护面积计算 S小=4.4×1.5=6.6m2 工作面最小控顶距时支护强度 P强=6800÷6.6 =1030.3KN/ 工作面最大控顶距时支护面积计算 S大=5.2×1.5=7.8m2 工作面最大控顶距时支护强度 P/强=6800÷7.8=871.7KN/经计算P强P/强P，所以ZZ6800/18/35型支撑掩护式液

13、压支架能够有效的支撑工作面顶板压力。（3）支架数量计算 工作面倾斜长182m，共126架（包括2架端头支架）。 表6：工作面条件与支架适应条件对照表项目工作面条件所选支架及其适应条件ZZ6800/18/35ZTZ14000/18/35采高2.6m1.83.5m1.83.5m平均倾角6°0±15°0±15°煤厚（含夹矸）2.6m1.83.5m1.83.5m煤硬度2最大3.5最大3.5支护强度662.48 KN/1030.3KN/2121.2KN/ 二、乳化液泵1、选型、数量乳化液泵数量为2台（即两泵一箱）。主进液管为32mm ，主回液管为51mm

14、。主要技术参数如下： 乳化泵型号 BRW-200/31.5 公称流量 200L/min 公称压力 31.5Mpa 电机功率 200kw 卸载阀整定值 31.5Mpa 喷雾泵数量为2台（即两泵一箱）。 主要技术参数如下： 喷雾泵型号 BPW-200/6.3 公称流量 200L/min 公称压力 6.3Mpa 电机功率 200kw 卸载阀整定值 31.5Mpa2、泵站设备位置泵站安设在运输顺槽变电列车尾部。3、泵站使用规定（1）使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。（2）要加强泵站设备管理的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。第2

15、节 工作面顶板控制 一、正常工作时期顶板支护方式1、工作面顶板支护采用ZTZ14000/18/35型端头支架2组、ZZ6800/18/35型支撑掩护式支架124组，共计126组液压支架对顶板实行全面支护控制。最小控顶距为4400mm，最大控顶距为5200mm。2、工作面采用追机移架方式对顶板进行及时支护，支架工及时在本段内按采煤机前进方向由后向前顺序移架。 二、正常工作时期特殊顶板支护方式1、顶板破碎时要紧跟采煤机带压擦顶移架或拉超前架，即当发现片帮严重时，采煤机割煤前，先行移架，然后再进行其它操作，工艺为割煤移架移运输机。移架步距为0.8m。2、严禁重复升、降支架造成顶板剧烈活动，从而发生顶

16、板冒落。3、工作面采高要严格控制，禁止超高回采，以保证支架有足够的支撑力。 三、特殊时期的顶板控制1、 工作面来压前的顶板管理 （1）工作面老顶来压前，应加强来压预测预报。（2）工作面移架应做到少降快移，升架时达到初撑力。（3）支架工随时注意观察煤壁、顶板情况，发现片帮、掉顶等现象及时进行支护。（4）加强支架检修，保证完好，确保工作面支架整体支护强度。（5）加强工作面两端三角点顶板控制，压力增大时要及时备棚，漏顶处要刹实、刹严。 2、过断层及顶板破碎时的顶板控制 （1）工作面过断层时应加强支架、机组、转载机、输送机、破碎机检修，严禁“带病”运转。（2）断层面上下两盘以不留顶煤、破碴为原则，将断

17、层面附近平整过度，防止支架脱开，工作面高度不得忽高忽低。（3) 采用带压移超前架支护，相邻支架错差不大于顶梁侧护板2/3，支架不挤不倒不咬，保持良好支护状态。3、工作面停采时另行编制措施。第3节 运输顺槽、回风顺槽顶板控制 一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制1、支护要求工作面运输顺槽、回风顺槽超前支护的距离为（煤壁起）不小于20米，采用DZ28/100单体液压支柱与铰接顶梁进行20米范围内的超前支护。 2、支护材料及支柱密度运输顺槽超前支护使用两排2.8m DZ28/100型单体液压支柱与1.2m的JHDA-1.2型金属铰接顶梁联和支护，柱距：1. 2m；排距要求：机道宽2.4m，行人道宽不小

18、于0.8m，高不小于1.8 m。铰接顶梁上对应单体支柱架设3.6m梁。梁之间用46根木柈接实顶板。 回风顺槽超前支护采用两排2.8m DZ28/100型单体液压支柱和1.2m的JHDA-1.2型金属铰接顶梁联和支护，柱距： 1.2m、排距2.0m。铰接顶梁上对应单体支柱架设3.6m梁。梁之间用46根木柈接实顶板，并用木楔打紧。3、支护质量标准（1）单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过±50mm。支柱设齐防倒链。巷道超高处必须用圆木或木柈刹实接顶，在拉两顺支架前，将支架前1m锚索退索。 （2）支柱应垂直于巷道的顶、底板，柱窝必须挖到硬底，找不到硬底支柱穿木鞋（木鞋规格：0.4&#

19、215;0.15×0.1m）；单体活柱行程保留不得小于200mm。 (3)所有单体三项阀方向必须一致。 二、工作面端头及安全出口的管理1、端头支护形式：工作面下端头采用两组端头支架支护，上端头采用支架压半巷来支护顶板，工作面每推进一个循环端头支架前移一次。当两巷支架与巷帮距离超宽时，必须采取以下措施：（1） 支架与巷帮之间的距离大于800mm时，沿走向支设一组迈步抬棚，采用DZ28/100型单体液压支柱配合3.6m长的型钢梁支护，每根型钢梁下打三根单体支柱，并上好防倒链。随着宽度增大间距大于1600mm时，再增加一组迈步抬棚。迈步抬棚与液压支架平行前移，步距0.8m。（2）支护单体时

20、，底部必须见硬底，若遇底板松软时单体必须穿木鞋（规格：300mm×200mm×150mm)。（3）工作面上下安全出口支架梁端与单体支架间距严禁超过0.8m。大于0.8m时在支架梁端与相对应的支柱中间，利用单体与梁架设一梁两柱单体棚。 2、端头支护要求：要有足够的支护强度，保证工作面端部出口的安全；支架跨度要大，不影响输送机机头、机尾的正常运转，并要为维护和操纵设备人员留出足够活动空间；要能够保证机头、机尾的快速移置，缩短端头作业时间，提高开机率。 3、安全出口高度：煤矿安全规程规定综合机械化工作面安全出口高度不得低于1.8m，100201工作面两端头巷道净高符合规程规定。

21、三、支护材料的存放管理1、回风顺槽、运输顺槽超前支护材料必须备有余量，DZ28/100单体50根、铰接梁20根。损坏的单体、铰接梁不得使用，及时升井更换。2、单体，铰接梁、圆木、木柈等必须码放整齐，专人负责并挂好标志牌。3、单体、铰接梁，必须建账统一管理，现场牌板与实物相符。4、支护材料存放于运输（回风）顺槽距工作面5080m处。第4节 矿压观测 一、观测的目的1、掌握矿压显现规律，初次来压，周期来压步距。2、分析支架与围岩的相互作用关系，掌握该支架对工作面及类似的条件下的适应能力。 二、矿压观测仪器工作面液压支架安装YHY-60型液压支架测力仪。测点布置：工作面每隔10组支架布置一个测点，每

22、个测点设1台YHY-60型液压支架测力仪。 三、观测要求1、综采队每天派专人负责对工作面内支架测力仪数据的收集，并将数据汇报生产技术科。2、生产技术科负责将收集的数据进行分析处理，并及时预报矿压情况。第4章 生产系统第1节 供电 100201综采工作面1#移变一、负荷变压器容量cos取0.7、KX取0.5Pe=300×2+45×2+18.5+45+125=870.5kw Sb=Pe·KX/ cos=870.5×0.5/ 0.7=621.8KVA 实际用一台变压比为10/1.2，型号为KBSGZY1000/10 移动变电站。二、电缆截面选择 按额定电流和额

23、定电压选择电缆截面：1、采煤机线路：IL=Pe ×KX×1000÷1.732÷cos÷1140=(2×300+2×45+18.5)×0.5×1000÷1.732÷0.7÷1140=256.3A 故选择MCP3×95+1×25+6×4型电缆，其允许电流为270A 256.3A，满足要求。2、1#喷雾泵线路：IL=Pe ×KX×1000÷1.732÷cos÷1140=45×1000÷

24、;1.732÷0.7÷1140=33.56A 故选择MCP3×16+1×10型电缆，其允许电流为85A33.56A, 满足要求3、1#乳化泵线路：IL=Pe ×KX×1000÷1.732÷cos÷1140=125×1000÷1.732÷0.7÷1140=90.46A 故选择MCP3×35+1×16型电缆，其允许电流为138A90.46 A，满足要求。三、电压损失计算供电系统的允许电压损失为Uy=1200-1140×95% 1、 变压器电

25、压损失计算：已知：Ur=0.7 Ux=6.45 cos=0.7 sin=0.71 =Sb / Seb =621.8÷1000=0.62 Ub(%)=(Ur×cos+Ux ×sin)(%) =0.62×(0.7×0.7+6.45×0.71)(%)=3.14(%) Ub=1200×Ub(%)=1200×3.14（%)=37.682、压降的损失计算：电缆压降：、干线电缆压降Ug1=U×P×L×K%=1140×870.5×0.04×0.067%=26.59V 、支

26、线电缆压降Uz1=0.5U×P×L×K%=0.5×1140×(300×2+45×2+18.5)×0.35×0.0326%=46.2VUz2=0.5U×P×L×K%=0.5×1140×37×0.045×0.359%=0.002VUz3=0.5U×P×L×K%=0.5×1140×125×0.03×0.177%=0.0002VU=Ub+Ugl+uz1+uz2+uz3=37.

27、68+26.59+46.2+0.002+0.0002=110.2V117V 满足要求四、开关整定计算1、1#移变低馈头整定 ： 瞬动：Iz=198×6+198+2×29.7+12.2+29.7+83.75=1571.05A 整定为:1600A延动：Iz=198×2+2×29.7+12.2+29.7+83.75=581.05A 整定为:600A2、1#移变高馈头整定 ：IL=Pe×1000÷1.732÷cos÷10000=870.5×1000÷1.732÷0.7÷10000=7

28、1A瞬动：Iz=72×6=432A 整定为: 480A延动：Iz=72A 整定为:80A 3、六组合开关整定：采煤机 Iz=198×2+2×29.7+12.2=467.6A 整定为500A喷雾泵 Iz=29.7A 整定为35A 乳化泵 Iz=83.75A 整定为90A 100201综采工作面2#移变 一、负荷变压器容量 cos取0.7 KX取0.6 Pe=160+200+125=485KW Sb=Pe·KX/ cos=485×0.6/0.7=415.71KVA 实际用一台变压比为10/1.2，型号为KBSGZY630/10移动变电站。 二、电缆

29、选择按额定电流和额定电压选择电缆截面： 六组合开关电源线 IL=Pe ×KX×1000÷1.732÷cos÷1140=485×0.6×1000÷1.732÷0.7÷1140=175.8A270A 选择MCP3×95+1×25+6×4型电缆，其允许电流为270A175.8A，均满足要求。 转载机高速线路：IL=Pe ×KX×1000÷1.732÷cos÷1140=200×0.5×1000÷

30、1.732÷0.7÷1140=72.35A 选择MCP3×95+1×25+6×4型电缆，其允许电流为173A72.35A满足要求。 转载机低速线路：IL=Pe ×KX×1000÷1.732÷cos÷1140=100×0.5×1000÷1.732÷0.7÷1140=36.18A 选择MCP3×95+1×25+6×4型电缆，其允许电流为138A36.18A满足要求2#乳化泵线路：IL=Pe ×KX×1

31、000÷1.732÷cos÷1140=125×0.5×1000÷1.732÷0.7÷1140=45.21A 故选择MCP3×35+1×16型电缆，其允许电流为138A45.21A，满足要求 三、电压损失计算供电系统的允许电压损失为Uy=1200-1140×95% 1、变压器电压损失计算： 已知：Ur=0.73 Ux=5.45 cos=0.7 sin=0.71 =Sb/Seb=415.71÷1000=0.42 Ub(%)=(Ur×cos+Ux sin)( %) =0.

32、42×(0.73×0.7+5.45×0.71) ( %)=1.84 % Ub=1200×Ub(%)=1200×1.84( %)=22.08V 2、电缆压降的损失计算： 、干线电缆压降计算 Ug1=U×P×L×K%=1140×485×0.08×0.067%=29.6V 、支线电缆压降计算 Uz1=0.5U×P×L×K%=0.5×1140×200×0.05×0.127%=7.2V Uz2=0.5U×P×

33、;L×K%=0.5×1140×100×0.05×0.177%=5V Uz3=0.5U×P×L×K%=0.5×1140×160×0.08×0.177%=12.9V uz4=0.5U×P×L×K%=0.5×1140×125×0.02÷0.177=2.5V U=Ub+Ug1+UzlUz2+Uz3+Uz3+Uz4=22.08+29.6+7.2+5+12.9+2.5=79.28V117V满足要求 四、开关整定计算 1

34、、3#移变低馈头整定 ：瞬动：Iz=134×6+83.75+107.2=994.95A 整定为:1100A延动：Iz=134+83.75+107.2=324.95A 整定为:350A 2、3#移变高馈头整定 ： IL=Pe×1000÷1.732÷cos÷10000=485×1000÷1.732÷0.7÷10000=40A瞬动：Iz=40×6=240A 整定为:240A延动：Iz=40A 整定为:45A 3、破碎机开关整定：Iz=107.2A 整定为:110A转载机开关整定：Iz=134A/66A

35、 整定为:150A/80A乳化泵整定： Iz=83.75 整定为：90A 100201综采工作面3#移变 一、负荷变压器容量 cos取0.7、KX取0.67 Pe=400×2+37=837kw Sb=Pe·KX/ cos=837×0.67/0.7=801.13KVA 实际用一台变压比为10/1.2，型号为KBSGZY1000/10移动变电站。 二、电缆选择按额定电流和额定电压选择电缆截面： 1、 运输机高速线路：IL=Pe ×KX×1000÷1.732÷cos÷1140=400×0.5×1000

36、÷1.732÷0.7÷1140=144.7A 故选择MCP3×95+1×25+6×4型电缆，其允许电流为270A 144.7A，满足要求运输机低速线路：IL=Pe ×KX×1000÷1.732÷cos÷1140 =200×0.5×1000÷1.732÷0.7÷1140=72.35A 故选择MCP3×50+3×16+3+3×2.5型电缆，其允许电流为173A72.35A，满足要求 2#喷雾泵线路：IL=Pe

37、×KX×1000÷1.732÷cos÷1140=37×0.5×1000÷1.732÷0.7÷1140=16.28A 故选择MCP3×16+1×10型电缆，其允许电流为85A16.28A，满足要求。 三、电压损失计算供电系统的允许电压损失为Uy=1200-1140×95%1、 变压器电压损失计算：已知：Ur=0.7 Ux=6.45 cos=0.7 sin=0.71 =Sb/Seb=801.13÷1000=0.8 Ub(%)=(Ur×cos+Ux s

38、in)(%) =0.8×(0.7×0.7+6.45×0.71)(%)=3.7（%） Ub=1200×Ub(%)=1200×3.7(%)=44.4V2、 电缆压降的损失计算：、干线电缆压降计算Ug1=U×P×L×K%=1140×837×0.045×0.0326%=14V、支线电缆压降计算Uz1=0.5U×P×L×K%=0.5×1140×400×0.15×0.067%=22.9VUz2=0.5U×P×

39、L×K%=0.5×1140×200×0.15×0.127%=21.7VUz3=0.5U×P×L×K% 见附图6：供电系统示意图第2节 运 输 一、运输设备及运输方式 （1）运煤设备及装载方式： 工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合工作面运输机铲煤板装煤，运煤由工作面运输机送到转载机，再至运输顺槽皮带运输机、二采区东翼皮带运输大巷、集中皮带运输大巷、主井皮带、地面煤仓。工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入运输机。（2）辅助运输设备及运输方式：工作面需用材料、设备或工作面回撤、回收等物资采用矿车、板车装载

40、，回风顺槽无极绳绞车及运输顺槽各台小绞车，通过回风顺槽、运输顺槽运入、出工作面。二、运煤路线：100201工作面100201运输顺槽二采区东翼皮带运输大巷集中皮带运输大巷主井皮带地面筒仓。三、辅助运输路线。副井井底车场一采区集中轨道大巷二采区东翼轨道运输大巷二采区东翼皮带运输大巷100201回风顺槽100201工作面。副井井底车场一采区集中轨道大巷二采区东翼轨道运输大巷二采区东翼皮带运输大巷100201运输顺槽100201工作面。见附图7：工作面生产系统图第3节 通讯系统 一、通讯系统100201工作面运输顺槽皮带运输机机头处、工作面串车处、回风顺槽超前支护处各安设一台井下使用的防爆自动电话，

41、直通地面调度室；工作面串车、转载机机头、运输机机头至机尾各安装一部带闭锁功能的载波电话；工作面每10组支架安装一部带闭锁功能的载波电话。 见附图8：工作面通讯系统示意图 第四节 一通三防与安全监控 一、通风方式 100201工作面施工过程中，采用U型通风，该工作面布置一条进风巷和一条回风巷。 100201工作面风量计算 每个独立通风的工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、工作面的气温、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。风量计算1、 按CH4涌出量计算Q采CH4100×qCH4×K3/min 式中qCH4掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取q

42、CH41.743/min K工作面瓦斯涌出不均的备用风量系数，取K1.5代入数据得:Q采100×1.74×1.5261（m³/min）2、按人数计算Q采4×N3/min式中Q采工作面所需风量，m³/min N工作面同时工作的最多人数，N30人代入数据得:Q采4×30120（m³/min）3、按炸药量计算：Q=25A=25×24=600 m3/min 式中：A=24kg4、按工作面进风流温度计算需要风量：Q采60×v采×S采×70%×K采式中Q采工作面实际需要风量，m³

43、;/min代入数据得:Q采=60×1.0×2.6×（4.6+5.2）/2×70%×1.3通过计算，Q采=696（m³/min）5、按最高、最低风速进行验算。60×0.25S采Q采60×4S采，15×8.9696240×8.9根据以上计算，确定该采煤工作面的供风量为696m³/min二、通风系统新鲜风：副斜井（主斜井）一采区集中轨道大巷（集中皮带运输大巷）二采区东翼皮带运输大巷（二采区东翼轨道运输大巷）二采区东翼皮带运输大巷100201运输顺槽100201工作面。乏风: 100201工作面100201回风顺槽二采区东翼回风大巷一采区南翼总回风大巷集中回风大巷回风斜井地面。 见附图9：工作面通风系统示意图 三、瓦斯防治 100201工作面的瓦斯防治，依据我矿201