(工作规范)回采工作面规程

织金县苦李树煤矿回采作业规程工作面名称：10604回采工作面工作面编号：采2015－002号
矿长：
总工程师：
编制：朱伯荣
编制日期：2014年12月13日
修改日期：2015年11月1日
织金县苦李树煤矿回采作业规程
目录
第一章概况 (2)
第一节工作面位置及井上下关系 (2)
第二节煤层及顶底板 (2)
第三节地质构造 (3)
第四节水文地质 (3)
第五节储量及服务年限 (7)
第二章采煤方法及回采工艺 (8)
第一节巷道布置 (8)
第二节采煤工艺 (9)
第三节采面设备配置 (13)
第四节工艺流程及落煤方式 (14)
第三章顶板管理 (17)
第一节支护形式的选择 (17)
第二节工作面支护设计 (17)
第三节工作面支护管理办法 (21)
第四节工作面上、下两巷及安全出口管理 (21)
第五节矿压观测 (23)
第四章主要生产系统 (25)
第一节运输系统 (25)
第二节通风系统 (26)
第三节综合防尘系统 (28)
第四节供电 (29)
第五节通信与照明系统 (30)
第五章劳动组织及主要技术经济指标 (30)
第一节劳动组织及循环作业组织形式 (30)
第二节劳动组织配备 (32)
第六章安全技术措施 (34)
第一节一般规定 (34)
第二节顶板管理安全措施 (36)
第三节移输送机安全技术措施 (38)
第四节防止片帮、冒顶安全技术措施 (40)
第五节回柱放顶安全技术措施 (40)
第六节上、下两巷超前维护及回撤支架安全技术措施 (42)
第七节采面过断层、褶曲带时的安全技术措施 (43)
第八节防治水安全措施 (44)
第九节爆破管理 (44)
第十节“一通三防”及安全监控 (47)
第十一节运输管理 (51)
第十二节机电管理 (54)
第十三节文明生产要求 (57)
第七章灾害预防措施及避灾路线 (57)
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织金县苦李树煤矿回采作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
1、工作面位置：10604采面位于一采区西南翼，其北翼靠近10602采空区，南、西翼靠近矿区边界、东翼为6号煤进风上山。

2、地面相对位置：位于中高山区地段，为荒山灌木林。

3、回采对地面的影响，10604回采工作面回采后，对地面灌木林山坡有可能造成地表裂隙、塌陷.、裂隙,塌陷落差和平移有0.2m～2m不等；对于塌陷造成的裂缝、落差，如为荒山灌木林，不必处理；如为坡地，则应进行挖填处理，以保证坡地完整，生态修复。

4、采面回采时除地表移动、开裂、塌陷外，对相邻工作面无影响。

见“工作面回采地质说明书”
第二节煤层及顶底板
1、煤层厚度：10604回采工作面范围内煤层最大厚度为3.0m，最小厚度为2.0m，平均厚度2.5m。

2、煤层产状：工作面范围内煤层走向为65°～70°，倾向为155°～160°，倾角16°～22°，平均19°。

煤层在走向上有起伏，倾向上倾角变化较大。

3、M6煤层较稳定，但煤层结构较复杂，中间含有一层夹矸，平均厚达0.3m，占12.5%；煤层占87.5%，煤层层理较乱，节理发育，以亮煤为主，暗煤次之，金属光泽，其夹矸在回采中护不住，影响煤质。

煤的硬度f：0.6～1.1。

4、M6煤种为无烟煤，净煤时煤质较好，但中间含有夹矸时，造成煤质灰分、含矸率增加，发热量降低。

无夹矸的净煤为中低硫、低灰、特高热值无
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烟煤，其发热量达28.89MJ/kg。

煤的容重为1.50t/m3，（省地矿中心和省煤田地质局实验室检测鉴定）。

5、6号煤层顶底板见《回采地质说明书》
第三节地质构造
工作面下切眼在掘至42米时遇一落差2米的正断层，对采面正常生产影响较大。

其它回采巷道在掘进过程中未遇落差大于0.5米的断层，也未
发现陷落柱、火成岩等地质变化或褶曲。

第四节水文地质
一、含水层（顶部和底部）分析：
该采面水文地质条件简单，顶底板均非含水层，富水性弱。

在回采巷道掘进过程中，仅在10604风巷及上切眼有顶板裂隙滴水，但不成线。

对正常回采影响不大。

但由于工作面上部为采空区，回采过程中会因为采动影响，地表水会随大气降水渗透井下，增大工作面涌水，对开采造成影响。

二、对工作面回采过程中的具体建议：
1、该采面煤层顶板为泥岩伪顶，且厚度在0～0.2m左右，易离层，裂隙发育，回采过程中应加强顶板管理，及时敲帮问顶和支护，防止发生局部冒顶事故。

2、回采过程中如遇地质异常，应及时向矿领导汇报。

3、局部地段煤层厚度比较大，要防止支柱钻底，造成顶板下沉速快，给工作面支护管理带来难度。

10604采面回采地质说明书
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第五节储量及服务年限
一、储量
Z G=Shγ
式中 Z G——工作面工业储量，t；
S——工作面斜面积，㎡；
h——工作面煤层平均厚度（采高），m；
γ——煤层的密度，t/m3。

Z G =（560×100）×2.5×1.45=200000t
可采储量：中厚煤层回采工作面回采率参考值选取95%，可采储量为:Z K=(Z G-P)C
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式中 Z K——工作面可采储量,t;
P——工作面永久煤柱损失,t;
C——工作面回采率，中厚煤层≥95%
Z K=Z G×C=200000×0.95=190000t
二、服务年限
工作面服务年限=（可采储量/设计月产量）
=190000/10000
=19个月
第二章采煤方法及回采工艺
该工作面煤层平均厚度为2.5m，为中厚煤层，煤层倾角为19°左右，顶板易垮落，且该采面走向长达560米，倾斜宽达100米，故采用走向长壁后退式采煤法。

第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
苦李树煤矿设计为三个井筒。

井田分为1个采区，6#、7#煤层设计为一采区。

目前一采区的主要生产系统已经完善，主平硐作为运煤进风主井筒，回风井筒作为全矿井的专用回风井筒，副井为辅助进风井。

主平峒采用皮带运输机运输，材料直接通过主平峒运达6#、7#煤层。

二、采煤工作面巷道布置
10604采面沿走向布置，运输、回风巷及切眼均沿煤层顶板掘进，运输巷、回风巷使用矿工钢支护，切眼选用DW315-30/100型单体液压支柱配花边梁支
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护，运输巷及回风巷巷道断面规格为上净宽2.0m，下净宽3.0m，净断面5.0m2，支架均为顺山棚架设。

切眼净宽为2.6m，净高2.5m，使用单体液压支柱配花边梁支护，便于今后采面的支护。

10604采煤工作面机巷主要用于采面进风、运煤、安全出口；
10604采煤工作面风巷主要用于采面回风、运料、安全出口。

三、硐室及其他巷道布置
1、在主平硐中有一避难硐室，避难硐室中安装有通讯电话、压风自救袋、供水管、自救器等。

2、在10604运输巷及回风巷中均安装压风自救伞，10604回风巷与回风石门、风井相通，使10604风巷的风流从回风联络巷回出。

附图3：工作面及巷道布置平面图（1：2000）
第二节采煤工艺
一、采煤工艺：
10604采煤工作面煤层的平均厚度为2.5米，工作面采高即是煤层厚度，局部超过2.5m时沿顶板丢底煤回采。

该工作面采用爆破落煤回采工艺，其工艺流程为：
打炮眼→装药联线→爆破→移梁、打贴帮柱→攉煤、清煤→移置运输机→打支柱→清收浮煤。

回支柱及设备检修班的工作为时上、下出口加打特殊（密集、戗柱）支护，刮板输送机检修，缩接溜槽。

二、采高和循环进度
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1、采高：工作面沿顶板回采，尽量见顶见底。

正常回采期间，采高控制在2.5m以下。

2、循环进度：根据单体液压支柱及花边梁特点，循环进度为1m。

三、爆破落煤
1、10604采面采用风煤钻（或电煤钻）人工打眼，爆破落煤。

打眼放炮工要提前2h下井到工作面打眼放炮，用上下两台风（电）煤钻分段同时打眼。

炮眼角度为：炮眼与煤壁水平夹角为75°，朝上倾斜，顶眼倾角21°，底眼距底板0.5m，在垂直面上向底板方向保持19°俯角，以免崩翻刮板输送机，底眼眼底的爆破最小抵抗线位于输送机上部水平面以上。

为了不崩坏支架柱退，使水平方向的最小抵抗线（眼口）朝向两柱间的空档中。

2、炮眼布置方式：采用三花眼（双排）沿倾斜方向布置，这样爆破装煤效果及抛到采空区的煤较少，打眼劳动强度低，炮眼深度为1.2m，装药量为每眼600g（顶、底眼），每个炮眼封泥长度不小于0.6m。

3、爆破方法：采用串联法连线。

一次装药必须一次起爆，禁止一次装药分次起爆。

为了保证输送机不被爆破落煤压死，爆破时必须开启输送机。

每班炮眼分次起爆，一次起爆的长度为20m。

给电放炮的放炮距离不得低于300m，且必须在进风流中指定放炮地点给电放炮。

附图4：炮眼布置及装药量表（正、平、侧视图）
四、装煤与运煤
工作面采用SGW420-40T及SGW420-30型刮板输送机运煤，在花边梁掩护下，爆破落煤后开动输送机把爆破后落在输送机里的煤运走，在班队领导的带领下回收采空侧的浮煤，然后再撮装煤壁侧的煤，洋铲撮不动时必须用掏把或十字镐挖到底再撮装，直到挖撮至煤壁距输送机1.0m。

运输机巷采用SGw420-40T型转载至DTL-650S型皮带输送机运煤,经皮带输送机运输至地面煤场。

五、工作面支护和采空区处理：
1、工作面使用DW315-30/100型单体液压支柱，端头支护为4对八梁,每根大板梁为一梁四柱。

放炮后即将大板梁前移,以保证撮煤工在煤壁的安全。

最大控顶距离为3.6m，最小控顶距离为2.6m。

排距为1.0m，柱距为0.6m。

当工作面推进一排并移溜后，要对支柱进行移设，当工作面推进排达到3.6m（四排）后，使用回柱放顶程序使采空区直接顶自然垮落。

2、支护质量要求：
（1）工作面支柱应进行编号对号管理，编号要清晰，注明第几排第几根，如3-5。

（2）支柱必须打成一条直线。

排距1.0m,柱距0.6m，其偏差均不得超过±100mm，端面距不大于150mm，新暴露的顶板要及时移梁支护，但不能超过偏差范围。

（3）支柱支设应垂直顶底板，迎山角3～5°，迎山有劲，蹬山有力。

（4）由于底板较软，支柱容易钻底，煤层高时要加铁柱鞋，钻底深度＜100mm。

初撑力不得低于90KN，不足的要进行2次补注液，以防顶板初次来压时推垮支架发生冒顶伤人。

（5）顶板破碎时必须铺顶网，顶板较好时可不铺网，但必要时支架后方（放顶线侧）需挂挡矸帘（竹笆），用木板、竹笆等阻挡涌矸。

（6）在采面顶板不平整地段，每步支架上必须加设不少于4块的小板，均匀放在绞接顶梁之上，横跨两梁，不得出现“一郎担山”现象，顶板破碎和漏顶处必须增加小板接实背严，并安放于顶梁之上，严禁空顶，必须超前移梁
管理顶板。

3、采空区处理：
工作面采空区采用全部垮落法进行处理，即在回柱后不管，让其自行垮落的方法。

但放顶线一排支柱外侧应用挡矸帘挡矸。

六、采煤工作面正规循环生产能力：
W=L×S×h×γ×C t
=100×1.0×2.5×1.45×95%
=344t
式中 W——工作面正规循环生产能力，t
L——工作面平均长度，m
S——工作面循环进尺， m
h——工作面设计采高，2.5m
γ——煤的密度，取1.45t/m3
C——工作面回采率，95%
第三节采面设备配置
工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量等）表（表2-1）
表2-1 采煤工作面主要设备配置表
表2-2物料备用表
第四节工艺流程及落煤方式
1、工艺流程：
打眼→装药→联线爆破→移梁、铺笆接顶、支临时支柱→捅溜子→攉煤、支柱→扫浮煤→掐移供液管→移溜子→支回戗柱、特殊支护、收尾隔离柱→回柱放顶→回收上下巷.
2、落煤方式
（1）采用煤电钻打眼，毫秒电雷管、三级煤矿许用乳化炸药爆破落煤，正向装药启爆。

炮眼布置为“三花眼”。

（2）选择炮采的依据：
根据矿现有技术装备情况，该工作面选择炮采。

（3）炮眼布置选择“三花眼”的依据
该面煤层中等硬度，采高2.3米，故该工作面炮眼布置选择“三花眼”。

（4）炮眼布置图及爆破说明书
爆破说明书
第三章顶板管理
第一节支护形式的选择
根据地质说明书提供的地质资料，煤层情况以及我矿现有支护材料，该工作面选用DW315-30/100型单体液压支柱与HDJA-2600型花边钢梁配套使用支护顶板，采用竹笆和搪材接顶护顶。

顶板管理方法：采用“二梁五柱”交替迈步支护顶板，采用全部垮落法管理顶板，“二、三”排控顶，工作面最大控顶距3.9m，最小控顶距2.6m，放顶步距1.3m。

第二节工作面支护设计
（一）煤层直接顶厚度：直接顶为层理状细砂岩或泥质砂岩，层状碎裂结构，不稳定，厚度3.5m。

（二）工作面最大控顶距时，顶板下沉量S L估算：
S L：=nmL控=0.02×2.5×3.6=0.1722m=172.2mm （三）支柱高度计算：
选用DW315-30/100型单体液压支柱，支柱参数：
H max=3150mmH min=1700mm
工作行程：800mm，F=245KN
支柱重量：58kg
工作面最大高度：
H max=M－b=2500-96=2004<3150mm
（即小于DW315-30/100型单体支柱最大高度）
H min=M－S L－b=2500－172.2－96=1831.8mm>1700mm （即大于DX22－22/100型单体支柱最小高度）
因此，选择支柱高度满足要求。

上述式中：n-系数，取0.02，m-采高，取2.5m
S L-顶板下沉量：172.2mm b-顶梁厚度，取96mm。

（四）采面支护方式（见下表）：
（五）煤层矿压参数及来压显示
矿压参数：
顶板：I类较稳定顶板，II级老顶，来压较明显。

底板：I类松较坚硬底板，容许比压5.581MPa。

初垮步距：10~15m。

支柱载荷量：12MPa，顶底板最大移近量：205mm。

支柱平均载荷：6.9MPa，顶底板相对移近量：120mm。

来压显示：
1、工作面初次来压和周期来压期，老塘侧局部有悬顶现象，顶板响动频繁。

2、来压期间，顶板下沉速度大，支柱收缩量比平时明显增大。

3、煤壁松软（比正常回采期），老塘侧支柱有偏向煤壁侧现象。

4、可能发生的冒顶事故有压垮型或推垮型冒顶。

（六）措施
1、严格按标准配制乳化液，保证泵站压力≥18MPa。

2、加强切顶排支护，切顶线排支柱数量齐全，挡矸有效，戗柱、密集柱符合作业规程规定，减少悬顶面积。

上下出口增设木垛。

3、爆破前给支柱加压补液，防止爆破倒柱，爆破后及时支柱，减少空顶面积空顶时间。

4、严格按规程规定，及时支设基本柱、戗柱、密集柱。

5、坚持支护质量监测，保证支柱阻力达到规定要求。

6、加强支柱维护质量，保证工作面有足够的在用支柱和配用支柱。

（七）支护强度校核
1、选用DW315-30/100型单体液压支柱与HDJA-2600型花边梁配套使用支护顶板。

每根支柱实际工作阻力为：
P 支=F ·η=245×0.85=208.25KN/根 式中：F-支柱额定工作阻力：为245KN
η-支柱实际利用系数，取0.85 2、单位面积顶板压力为：
W 单=κ·γ·m ·cos α=6×24.5×2.1×cos 15°=304.9 K N 式中：k-安全系数，取k=6
γ-顶板岩石容重，取24.5KN/m 3。

α-煤层倾角取15°
3、最大控顶距时与最小控控顶距时支护密度
（1）最大控顶距时支护密度 S 大=110×3.6=451㎡
N 大=[L/a+1]η大=[190/0.7+1]×4=1250根 支护密度：d 大=＝N 大
S 大 =737/451=1.635根/㎡
（2）最小控顶距时的支护密度 S 小=190×2.6=341㎡
N 小=[L/a+1]η小=[190/0.6+1]×3=1050根 支护密度：d 小=N 小
S 小 =553/341=1.622根/㎡
4、支柱载荷计算：
（1）最大控顶距时，支柱载荷量 P 大=W 单d 大 =304.9/1.622=187.9KN/根
（2）最小控顶距时，支柱载荷量
P小=W单
d小
=304.9/1.622=188KN/根
5、结论：
据以上计算：P支=208.25KN/根，P大=1857.9KN/根，P小=188.0KN/根，P支>P 大，
P支>P小，工作面最大控顶距和最小控顶距时，再加上一排戗柱或戗棚的支撑力，由此可见，支护强度满足要求。

第三节工作面支护管理办法
1、采面支架布置形式：花边梁为一梁三柱，二梁一组，迈步前进，基本柱柱距（中—中）0.6m、排距（中—中）1.m（附：《10604回采工作面支护示意图》）。

2、特殊支护形式：在切顶线支柱内侧支设一排戗柱（隔一打一），切顶线排基本柱间打一根密集柱。

在工作面上、下帮出口处的切顶线排支柱内侧分别支设单排四棵单体液压支柱，作为上下出口处的补强柱，支设在顶梁下面。

3、工作面压力大时，在煤壁支设贴帮柱（隔一打一）。

第四节工作面上、下两巷及安全出口管理
一、工作面上、下两巷超前支护
工作面运输（回风）巷超前工作面端头打设1～2排单体液压支柱，支柱顶上为绞接梁，实现一梁两柱，梁长2m，柱距0.8m，超前工作面煤壁20m范围内的运输（回风）巷架设超前托梁支护，距工作面煤壁10m内超前支护架设成双排（上、下帮各一排），中间要留出人行道，宽度≥0.7m；距工作面煤壁10～20m架成单排托梁，机巷单排靠上帮打设，风巷单排靠下帮打设，超前支护段
巷道支架要完整无损，其高度不得低于1.6m。

二、安全出口支护
1、上、下出口的规格及支护形式：工作面上、下出口长为2.5米，宽1.0米，采用“四对八粱”支护，安全出口超前煤壁一个循环。

2、上、下出口采用“四对八梁”支护，其顶梁为花边梁，长3.6m，2根一组，相互错开，交替前移至超前出口煤壁，每根梁4根单体柱。

三、上、下出口及两巷维护要求
1、上下两巷出口要加强管理，出口段不得有积水、杂物、浮煤浮矸堆积。

柱梁、材料、设备等必须挂牌，堆放整齐，堆放地点应距出口25m以上，并随着工作面的推进外移，随时保持此距离，严禁乱堆乱放；
2、两巷净高不得小于1.6m，行人侧宽度不小于0.7m；
3、加强两巷的维护，发现原支架变形、片帮、漏顶要及时维护，确保两巷支护完整，无断梁折退，无空帮空顶。

四、运输巷（及回风巷）支架的回撤
1、工作面支柱均随工作面的推进而放顶回撤。

要求回柱后方与工作面切顶线整齐。

运输巷回支架在缩短溜子后进行，采用人工回撤工字钢。

用单体柱托柱棚梁，然后拉出棚腿，在护身顶柱保护下远距离卸载单体液压支柱，待顶板垮落稳定后用长把钩取出棚梁和单体柱。

2、为防瓦斯积聚，必须对工作面回风巷上隅角支架超前切顶线一排进行回撤，回撤后回风巷上帮以下5m范围内的切顶线要加打特殊支柱（密集），柱距0.3～0.4m，以确保上出口行人安全杜绝采面上隅角瓦斯积聚。

五、备用支护材料数量及存放地点
1、回风巷或运输机巷30～100m范围内必须经常存放有备用材料，其中单
体液压支柱100根，半园木托梁60根，坑木2.0m3，以备抢险时急用。

此材料随用随补，严禁短缺。

2、工作面每日所需的小板、挡矸帘根据工作面需用量每班由地面运到，并在回风巷内码放整齐，不得影响行人和运料。

第五节矿压观测
1、要加强顶板矿压观测，把监控工作纳入正常生产技术管理中，切产掌握支护质量和顶板动态，及时消灭“死角”，把好安全关。

同时为下一个采面的顶板管理提供科学的依据。

矿成立矿压观测小组，组长为陈益农，成员：邹宗斌、孙跃武、朱军、胡成、陈立元。

2、观测小组必须做到以下要求：
（1）要求人员组织到位、培训到位、观测仪器和工具、资料到位。

（2）矿压观测人员每班测出的数据，由组长负责收集、整理。

要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工程师汇报，采取应急措施。

（3）观测人员要随时不定期对支柱进行抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，否则不许作业。

（4）观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀有开启现象，要提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向生产矿长和调度室汇报。

（5）采面在初次放顶期间，每根支柱都必须监控，正常回采期间，第一排支柱的监控率不低于30%，第二排不低于10%，有重点有选择地监控，发现达不到要求应及时补液。

（6）监测人员跟班入井，带表进面，认真填写当班发现的问题及处理方法，遗留问题要附处理意见，并反馈给监测小组组长。

（7）监测组长对当天反馈的信息，要在班前会上向采煤队职工及时贯彻，分析原因，并提出处理意见。

（8）观测人员必须对支架液压柱进行精心测量，认真填写，不得滥造数据，上井后及时将数据交技术部门。

（9）技术部门矿压组对原始数据和宏观记录要用微机进行处理，打印成图表上报分管领导，并将结果反馈给采煤队。

（10）采煤工作面液压支柱的初撑力和工作阻力，达标率不低于80%。

3、两巷的矿压观测：
巷道围岩变形观测：
（1）在运输（回风）巷超前工作面20m范围内，间隔4～5m，安设4台顶板动态观测仪，监控两巷顶底板相对移近量，用来推断顶板的运动过程和状态。

动态观测仪的编号由煤壁起依次为1号、2号、3号、4号，当1号观测仪跟煤壁不是一个循环的距离时，需将其回撤，并重新支设在原4号观测仪的前后，调整后各观测仪的编号从煤壁起仍然为1号、2号、3号、4号。

各动态仪的间距及1号观测仪至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。

（2）观测次数：一般1～2h观测一次，当临近顶板来压时加密观测次数，视变化情况每10～30min钟观测一次，观测时必须记录观测时间。

两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测：
（1）在工作面推进至60m后，分别在回风巷、运输巷超前支护范围外端的支柱上安设2～3台单体支柱压力自记仪，连续观测单体支柱支护阻力的变化情况，每天换表格一次，观测3～5个循环。

（2）测站处同时设置一组顶底板移近量观测点，以便分析围岩变形时，支柱的阻力变化情况。

4、支护质量监测
每月分三旬由技术部门定期对工作面和两巷支护质量动态检查三次，对存在问题，由采煤队立即整改。

综合质量月底作为工资考核的依据。

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、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。

5、观测时间要求：
（1）工作面、观测到老顶初次来压和6次周期来压。

（2）两巷：观测至工作面推进100m止。

（3）支护质量监测：整个生产期间。

第四章主要生产系统
第一节运输系统
一、运输设备及运输方式
工作面采出的煤通过工作面使用的2台SGW420-30型刮板输送机、运输机巷一台SGW420-40T型刮板输送机、一台DTL-650S型皮带输送机运输到主皮带运至地面。

二、运煤系统
10604工作面采出的煤炭→工作面刮板输送机→10604运输机巷420型溜子→10604机巷DTL-650S型皮带→转载拐点→7号煤运输下山→主平峒→地面储煤场。

三、运料系统
地面材料库→经材料车、平板车装运→主平峒→回风石门→10604回风巷→10604采煤工作面。

附图7：运输系统示意图
第二节通风系统
一、通风设施设置
分别在10604运输巷回风石门及10604回风巷进风上山设置防突风门，以防风流短路。

二、通风路线
①新鲜风流：主平峒（副井）→7号煤运输下山→10604运输巷→采面。

②乏风风流：10604采煤工作面→10604回风巷→回风石门→回风斜井→地面。

三、工作面实际需风量
工作面实际需要风量根据瓦斯、工作面温度、炸药和同时工作最多人数分别进行计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要风量。

1、按瓦斯绝对涌出量计算：
Q=100qk
=100×2.8×1.6
=448m3/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,2.8m3/min
k——工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,k=1.6.
2、按工作面温度计算：
Q=60VSK
=60×0.8×(3.6+2.6)/2×1.8×0.9
=278m3/min
式中 V——工作面适宜温度的平均风速,0.8m/s
S——工作面的平均断面m2
K——工作面长度调整系数,0.9
3、按工作面每班最多工作人员计算：
Q=4x29
=4×29
=116m3/min
式中 n——工作面每班最多工作人数，29人
4、按炸药用量计算：
Q=25A
=25×12
=300 m3/min
式中 A——采煤工作面分段爆破一次爆破的最大炸药用量，12kg。

5、按风速验算
根据以上计算，取最大值480m3/min进行风速验算：
V max=Q/S min=480/（60×3.1×2.5）=1.0m/s＜4m/s 根据以上计算，工作面实际需风量取480 m3/min，符合《煤矿安全规程》要求。

四、综合防尘系统
1、防尘供水系统
两巷各设一防尘水管路，保证水源、水压，定期冲刷（洗）巷道壁，减少煤尘堆积和飞扬。

地面水池→主平硐→0604运输（回风）顺槽→采面机头（机尾）
供水管路每隔50m安设一个三通，供采面风、运巷平时定期冲洗巷道使用，采面风、运巷每隔50m～100m安设净化水幕，转载点安设防尘喷雾装置并坚持使用。

2、防尘方式
工作面每次爆破落煤后，要先洒水降尘后再人工撮煤到输送机上。

输送机转载点、皮带转载点及煤仓口都要安装喷雾洒水装置，工作面运输巷、回风巷各设置两组以上净化水幕，间距100m。

每周对工作面运输巷、回风巷冲刷一次，工作面作业人员作业时戴好防尘口罩。

工作面运输巷、回风巷距上下出口20m 处，安装水炮泥水针，放炮时放炮员灌装水炮泥袋，实行爆破降尘，坚持使用水炮泥。

工作面上下出口各安装不小于30m的橡胶软管，用于工作面的洒水降尘。

3、各防尘设施要正常使用，并设专人维护管理，通风队安装维护，由采煤队使用和管理。

出煤系统各转载点落差不得超过0.5m，各转载点设齐洒水喷雾装置并保持完好，做到开机就喷雾。

4、隔爆设施的安装：
工作面运输巷和回风巷各设置两组隔爆集中水袋棚，水袋设置在直线段内，与工作面的距离为100m。

棚区长度不小于20m，水量不小于200L/m2。

水袋。