王行庄煤矿11采区设计

河南理工大学成人高等教育毕业设计PAGE1王行庄煤矿11采区设计河南理工大学成人高等教育毕业设计河南省新能开发公司王行庄煤矿11采区设计摘要本设计是对河南省新能开发公司王行庄煤矿所作的首采区初步设计。王行庄煤矿自然地质条件中等，二1煤层平均厚度4.5m。矿井为低瓦斯，煤尘都具有爆炸危险性，煤层均有自燃发火倾向，自燃发火期为16个月。矿井涌水量中等。设计采用立井两水平条带加采区式开拓，综合机械化开采。主要对采区巷道布置、回采工艺进行了初步设计，对采区运输、提升、通风、排水等生产系统进行了描述和设备选型计算。设计时根据现有经济技术条件，尽可能采用先进的开采技术和设备，并对采区的防治措施阐述了一些本设计者的个人见解。关键词：煤矿采区初步设计开采方法综合机械化

目录TOC\o"1-2"\h\z\u前言 11 矿井概况 21.1矿井基本概况 21.2矿井生产概况 61.3矿井主要生产系统 72 采区基本条件 112.1采区煤层条件 112.2采区生产状况 133 采区巷道布置设计 163.1采区上（下）山布置 163.2采区回采平巷布置 173.3采区主要硐室布置 183.4采区主要生产系统 193.5工作面接替顺序 203.6采区运输设备选型 203.7采区风量 234 采煤工作面回采工艺设计 284.1工作面基本条件 284.2工作面回采工艺方式 295 工作面生产组织设计 375.1掘进工作面生产组织 375.2采煤工作面质量管理 385.3采煤工作面生产组织管理 406 工作面安全技术措施 436.1工作面灾害事故防治及避灾路线 437采区主要经济技术指标 45参考文献 46结论 47谢辞 48附图①11采区巷道布置平面图（1：2000）②11采区巷道布置剖面图（1：2000）1前言毕业设计是对采矿工程专业几年学习的终结考核，也是大学本科学习生活的一次深刻总结。在学校教学环节安排下，通过毕业实习较为全面的了解了矿井的各生产系统，使专业学习得于感性和理性的转化，以此为基础进行的毕业设计，是一次由工科学生向工程技术人员转变的考验，更是一次作为工科学生是否具备工程技术人员基本素质的考察。所以设计期间，严格执行教学大纲要求，以严谨的态度力求使设计完善、完美。本设计是以河南省河南省新能开发公司王行庄煤矿为地质储量基础，根据李宝富老师的具体要求进行设计的。矿井自然地质条件较简单，设计开采煤层为二1煤，平均厚度4.5m，属厚煤层。开采煤层有自燃发火倾向性，煤尘有爆炸危险性，矿井为低瓦斯矿井，矿井涌水量中等。通过毕业实习现场考察学习，在收集的资料基础上，按照毕业设计大纲和设计任务要求，广泛参考煤矿矿井开采设计的有关书籍、资料和网络信息，依据《采矿工程专业毕业设计指导》、《煤矿安全规程》等在原则上指导煤矿矿井初步设计的有关规定和煤矿工业设备选型的要求，对王行庄煤矿二1煤层进行了采区初步设计。设计中所采用的采区巷道布置方式、回采方法经过方案比较和验算符合自然地质条件限制，满足设计要求。所选用工业设备与矿井设计生产能力及矿井自然地质条件相匹配，能够顺利达产，满足技术上最优、经济上最省的设计原则。河南理工大学成人高等教育毕业设计1矿井概况2河南理工大学成人高等教育毕业设计1矿井概况2矿井概况1.1矿井基本概况1.1.1地理位置与交通王行庄井田位于河南省新郑市西侧，行政区划属新郑市辛店镇和城关镇及新密市大隗镇管辖G107国道、郑新公路、京广铁路、京珠高速、郑石高速公路从井田东侧通过，新密公路从井田南部通过。区内公路以新郑市为中心，可通往郑州(40km)、新密(48km)、禹县(38km)、平顶山(110km)、许昌(74km)等地。新郑国际机场位于井田的东北部。本区已形成非常便利的立体交通网络。1.1.2自然地理概况地形特征井田内绝大部分为第三、四系冲积层覆盖，为平原微丘地形。地势总体比较平坦，仅西北部冲沟较发育，西部边缘地带出现一些小丘陵和零星突起。井田内海拔标高一般在+100m～+175m，平均为+125m本区属大陆性半干旱气候，其特点是干湿季节性交替明显，年温差较大，四季分明，夏季炎热，冬季寒冷，春秋两季气候宜人。年平均气温14.1℃，月最高气温38.6℃（1976年6月），月最低气温为-8.1℃（1977年1月）。每年6～9月为雨季，年最大降水量为977.1mm（1954年），最小降水量为213.9mm（1985年），年均降水量为592.6mm。年蒸发量为1680～2041mm。本区风向风力随季节交替变化，夏季多东南风和南风，冬季多西北风和北风，年平均风速2.37m/s，最大风速为18m根据河南省地震局资料，本区历史上未发生过大的地震，本矿井所在地区新郑市抗震设防烈度为7度。②构造特征井田可采煤层为二1煤层，二1煤层平均厚度4.5m，煤层原生结构简单，局部有1-2层夹矸，夹矸厚度0.05-1.47m，西部有2条大断层割断整个井田，东部构造比较简单。发育着一些小的可以忽略的断层。地质构造整体比较简单，但有的采区比较复杂，局部不能开采。③煤质特征二1煤：黑～黑灰色，具半金属～玻璃～油脂光泽，条带状结构，粒状小块状构造。偶含黄铁矿薄膜，属半亮～光亮型煤。原煤为低灰，特低硫、低磷、极易选～极难选煤的贫瘦煤、贫煤和无烟煤，可作悬浮床气化用煤和动力用煤，贫瘦煤可用于炼焦配煤，无烟煤可作高炉喷吹用煤。发热量（Qgr.v.d）为29.65～30.41MJ/kg。④水文地质本井田内有两条河流，双洎河和沂水河。最高洪水位标高，一般为+102.33m～+103.31m，新郑市西关双洎河桥位置洪水位标高为+105.68m，其桥面标高为+108.04m，洪水期对地面建筑无影响，河流距主要开采煤层二1煤约400m（1）含水层的水文地质本井田共有含水层七层，分别为：1、寒武系上统长山组白云质灰岩岩溶承压水含水层，该含水层大体上沿滹沱背斜轴部地带，埋藏深度400m左右，向北东方向逐渐增加到1400m。该含水层与O2m灰岩含水层为一个统一含水层。2、奥陶系马家沟组灰岩岩溶裂隙水含水层，该含水层强富水，但不均一，主要富水地带为滹沱背斜轴部、露头风化带及断裂带。含水层距上覆一1煤层平均9.43m，是一1煤层底板直接充水岩层。同时，由于该含水层和C3tL1-4、C3tL7-8灰岩含水层有水力联系，所以对二1煤的开采也有较大影响。3、石炭系太原组下段（C3tL1-4）灰岩岩溶裂隙承压水含水层，该含水层是一1煤层顶板板直接充水岩层，对煤层的开采影响较大。4、石炭系太原组上段（C3tL7-8）灰岩岩溶裂隙承压水含水层，该层是二1煤层底板直接充水岩溶含水层。5、二叠系山西组（P1sh）砂岩孔隙裂隙承压水含水层，该层为二1和二3煤层顶板直接充水含水层，但富水性较弱，对煤层开采影响不大。6、上、下石盒子组及上部砂岩孔隙裂隙承压水含水层，上、下石盒子组砂岩裂隙较发育，该套砂岩虽厚度较大，但富水性弱，其间因有数层砂质泥岩及泥岩隔水层而水力联系不佳，所以对七4煤层及下伏二3、二1煤层的开采影响不大。7、第四系孔隙潜水含水层。（2）隔水层1、一1煤层底板铝土质隔水层该层位于奥陶系灰岩顶面至一1煤层底面之间，厚度1.87～33.84m，该层层位较稳定，岩性致密，隔水性良好，但因该层在局部地段很薄，尤其在受断裂错动的情况下，奥陶系灰岩高压岩溶水将对一1煤层的开采有直接影响。2、太原组中段砂泥岩隔水层该层系指L4灰岩顶面到L7灰岩底面之间的砂质泥岩为主，夹细粒砂岩、薄煤层和不稳定的L5及L6灰岩，厚16.83～68.33m，该层层位较稳定，隔水性较好，为C3tL1-4灰岩与C3tL7-8灰岩之间的隔水层，但在断裂切割处以及背斜轴部张裂带上，将会形成上、下含水层间的水力联系。3、二1煤层底板砂泥岩隔水层指L8灰岩顶面到二l煤层底板之间的砂、泥岩段，据本区揭露该层厚度1.61～43.82m，平均厚10.96m，该层有一定的隔水作用。隔水层厚度小于5m以及断裂破碎之处会造成底板突水可能。4、石千峰组上段细粒砂岩、砂质泥岩隔水层该层在井田西缘有零星出露，大部分被第三、四系掩盖。岩性为砂质泥岩和细粒砂岩，孔隙裂隙不发育，对上覆下伏含水层起隔水作用。5、上第三系（N1l）砂质粘土及粘土隔水层由厚度为0～656.85m，平均厚255.02m的砂质粘土和粘土组成。由于厚度大，层位较稳定，所以是第四系含水层与下伏基岩含水层之间良好的隔水层。本井田水文地质勘探类型为第三类第一亚类第二型，即以底板溶蚀裂隙充水为主的水文地质条件中等偏复杂的岩溶充水矿床。矿井正常涌水量1910m3/h，最大涌水量为2491.39⑤开采技术条件（1）地温根据147勘探队施工的恒温观测孔一年观测资料，恒温带的深度30m，温度16℃,地温梯度2.0～2.4℃/100m，平均2.2℃/100m，其中第四系近似地温梯度1.8～2.3℃/100m，平均2.1℃/100m，基岩段近似地温梯度2.1～2.5℃/（2）瓦斯、煤尘及自然发火井田西部瓦斯成分以CH4为主，为沼气带范围，两极值为6.43～98.71%，次为N2和CO2。中东部瓦斯成分则以N2和CO2为主，为瓦斯风化带，CH4成分较低。二1煤沼气带分布在井田西部、深部及第10勘探线以西块段，其余为瓦斯风化带。二3煤瓦斯赋存规律和特征与二1煤近似，但沼气带范围小，西部煤层较厚地段瓦斯含量稍高。七4煤和一1煤均属瓦斯风化带。一1煤瓦斯成分为0～22.32%，瓦斯含量为0～0.39ml/g可燃物。根据实测数据资料分析及计算，矿井瓦斯绝对涌出量为19.18m3/min，相对涌出量为10，68m3/t，为低瓦斯矿井。七4、二3和二l煤层火焰长度分别为10mm、14mm和10mm；加岩粉量分别为40%、43%和43%，结论为均有爆炸危险性，所以七4、二3和二l通过地质报告钻孔样品燃点测试结果，确定二3和二1煤层均为不易自燃煤层。本区属地温正常背景下存在局部地温异常区。据井田内10个钻孔恒温带观测，本井田恒温带深度10～18m，温度16～16.93℃，一般16.3℃。地温梯度2.0～5.39℃/100m，平均3.5℃/100m。初期开采块段地温正常，I级热害区主要在东部的东土桥断层与双洎河断层之间以及西部二1.1.3井田境界赵家寨井田范围为：北部以大隗断层为界，南部西段以欧阳寺断层为界，南部东段以新密公路为界，西部以二1煤-800m底板等高线为界，东部以贾梁断层和二1煤露头线为界。地理坐标为：东经113°34′00″～113°43′00″，北纬34°23′30″～34°26′30″。1.1.4矿井工业储量全矿井工业储量的具体计算如下：（1）井田的水平投影面积为：（式1-1）由于煤层的平均倾角为24度，所以井田中二1煤层的实际面积为：（式1-2）（2）工业储量为：（式1-3）其中：S——表示二1煤层的面积，㎡；h——表示煤层厚度，m；u——表示煤的容重，取1.35t/m.符合煤炭工业设计规范的要求。1.1.5矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力为180万吨，根据可采储量、井型与服务年限之间的想适应关系得：矿井服务年限为：（式1-4）其中，K——表示矿井储量备用系数，一般取1.3—1.5。这里取1.4。经核算，矿井及第一水平的服务年限符合煤炭工业设计规范的规定。1.2矿井生产概况①主要开拓巷道主要开拓巷道有主石门，运输大巷，回风大巷，这些大巷均布置在底板砂岩中，由于本矿设计运输大巷和回风大巷分开，采用单巷掘进。因此第二水平回风大巷即为维护下来的第一水平的运输大巷，故上山即大巷维护时间长。本矿在井田东西部打风井，位于井田两翼的采区分别从东西风井回风，由于地质条件的限制，本矿井田中部有一大块煤被2大断层分割，角度比较小，适宜采用带区布置，双巷掘进，回风在井田中部打中央风井。所有巷道均采用锚喷支护。②井筒形式、数目和位置的确定根据以上的一些基本原则和不同开拓的分析可知，本矿井采用立井开拓在技术、经济、安全等方面综合起来最合理。工广位于井田的中央。风井位置的确定要兼顾到矿井后期的通风情况。一个主井、一个副井、两个风井、一个中央风井。③开采水平的确定本矿井煤层倾角比较大，煤层垂高比较大，从-150米到-1000米，所以不能采用单水平开拓，。可以考虑划分两④大巷和井底车场的布置决定开拓一条运输大巷、一条回风大巷。由于服务于整个井田，年限比较长，故大巷全部布置在煤层底板沙岩中，距煤层30米，大巷之间的距离为25米。布置在岩层中，其优点是巷道维护条件好，维护费用低，可以较好的控制方向和坡度；另外可以减少煤柱损失，同时便于设置溜煤眼和煤仓。井底车场的型式和布置形式：本矿采用立井开拓，暗斜井延深，布置三个水平，其中第一第二水平有2车场，这2个车场在平面图上重合，都采用卧式车场，另外还要布置一个斜井上部车场和下部车场，本矿年产180万吨/年。1.3矿井主要生产系统①运煤系统工作面→刮板输送机→ 区段运输平巷→区段运输石门→溜煤眼→采区运输上山→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓→主井→地面②运料系统材料从地面（经罐笼）→井底车场→运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部车场→采区回风石门→区段回风平巷→工作面③运矸系统掘进工作面出的煤和矸石→区段回风平巷→采区回风石门→采区上部车场→轨道上山→采区下部车场→运输大巷→井底车场→地面④行人系统地面→副井→井底车场→运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区中部车场→区段运输平巷→回采工作面⑤通风系统新鲜风：大巷→采区轨道上山→区段轨道石门→上层煤下区段轨道平巷→联络巷→区段运输平巷→冲洗工作面后进回风平巷→采区回风石门→回风巷→风井。风机型号G４-73-11NO25D两台，配用电机功率400ＫＷ两台。1.3.1本设计中，大巷由于转弯过多，如选用胶带运输，需要分段铺设，从而增加了胶带输送机的铺设台数，不利于充分发挥胶带运煤的优越性，故大巷决定选用矿车运输。由于本设计中井型为180万吨，也属于大型矿井，故选用3t底卸式矿车。设计矿井为低瓦斯矿井，其牵引方式可以为架线式或铅蓄电池式电机车牵引，但考虑到架线式电机车需要较大的巷道断面，且会产生不良的泄漏电流，加之本矿井煤层有自燃发火倾向且煤尘有爆炸性，从安全技术经济三方面考虑决定选用铅蓄电池式电机车牵引矿车。辅助运输选用1.5吨固定箱式矿车，材料车、平板车也为1.5吨容积。1.3.2确定矿井通风系统根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行方案，通过优化和技术经济比较后确定矿井通风系统。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力，当井下一旦发生火灾事故后，所选择的通风系统能将火灾控制在最小范围，并能迅速恢复生产。根据本矿实际情况和对各种通风系统的比较，本矿前期采用两翼对角式通风，后期在井田中央打中央风井，专门为带区开采部分回风。1.3.3选择矿井通风设备根据以上数据，在扇风机个体特性图表上选定风机，该矿井东区前后期风机型号均为ZK-60-No.24的对旋式轴流风机。表1-1工况点型号时期叶片安装角转速(rpm)风压(Pa)风量(m/s)效率输入功率kwZK-60-No.24容易40°6002082101.70.75360困难40°6002188101.70.75365根据电动机的输出功率和输入功率以及主扇要求的转速选择型号为Y400-54-6的同步电动机，其详细参数见表1-2。表1-2电动机参数时期型号功率kw效率（%）电流（A）转速rpm容易Y400-54-640094.4147.7896困难40094.4147.7896河南理工大学成人高等教育毕业设计2采区基本条件PAGE15河南理工大学成人高等教育毕业设计2采区基本条件16采区基本条件2.1采区煤层条件2.1.1采区位置及范围矿井首采区位于井田西第一水平上山部分，南以风氧化带为界，北以第一水平-475煤为界，西以井田边界为界，东以工业广场煤柱为界，煤层倾角24°，东西走向3250m，最短2500m，平均2.687km，倾向760m,阶段垂高750m。2.1.2煤质及煤层特征山西组二1煤原煤为低灰，特低硫、低磷、极易选～极难选煤的贫瘦煤、贫煤和无烟煤，可作悬浮床气化用煤和动力用煤，贫瘦煤可用于炼焦配煤，无烟煤可作高炉喷吹用煤。。煤层特征表2-1煤层特征表2-1煤层煤厚（m）煤层结构夹矸厚度/层数顶板底板稳定性二14.5泥岩，砂质泥岩，细砂岩砂质泥岩稳定二31.5砂质泥岩，细砂岩泥岩，砂质泥岩稳定由于火成岩的侵入，牌号多而复杂难以严格划分，井田西部几乎全为天然焦。东部大部分为气、肥煤。也有部分天然焦，根据二1样测定，瓦斯含量为0.05～0.102毫升/克，为瓦斯矿井，由于采样密封不严，测得数据偏低，按二级瓦斯矿井设计。据采样测定及邻近矿井资料，定为爆炸危险矿井，本井田除天然焦外，均具有轻重不等的自燃发火可能。2.1.3煤层主要地质构造矿区受区域地质构造的影响，构造以断裂为主。断层较发育，且多为张扭性正断层，褶曲不发育。构造受先期东北向应力的一向，断层多以东北为主。后期背斜形成又受张应力的影响，即先扭后张，由于背斜轴部断裂发育，岩浆多从背斜轴部断裂涌出，形成时期为燕山期。根据勘探及井下开拓资料，断层大致都平行展布，倾向一致，断层面倾角都较大。2.1.4水文地质及瓦斯根据勘探采样试验结果表明，井田内部各煤层瓦斯含量较低，相对涌出量低于10m/t，但煤层瓦斯含量随深度增加加大。除东部微山湖和京杭大运河外，无较大的地表水，微山湖水流域面积31700k㎡，积水面积1266k㎡，湖水常年标高+31.0～33.0m，雨季水位增高2～3米，地表水系简单，不对井下开采造成影响。（1）采区工业储量Q=SMR/10（式2-1）式中：Q——采区工业储量S——采区面积M——煤层厚度R——煤容重代入上式Q=1838000×7×1.35（式2-2）=1737（万吨）（2）采区煤柱损失P=（30×2×750+20×750+10×3250+3×10×2450）×7×1.35=156.87（万吨）（式2-3）（3）落煤损失P=P×4%（式2-4）=6.27（万吨）因此采区采出率为（式2-5）按《规程》规定，要求采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85，经过验算符合安全规程规定。2.1.5首采取区尺寸及参数设计矿井首采区位于第一水平上山部分，煤层平均倾角24°，走向长度2.7km，本矿采用综合机械化开采，可设计一个面满足矿井产量。2.2采区生产状况2.2.1采区生产能力本采区一个工作面达产，年产量180万吨/年。工作面生产能力按照确定的工作面长度，选取工作面进度及采高，其日产量确定为（式2-6）——采高——循环进尺——煤的容重——工作面采出率——每日循环数（1）计算每割一刀煤的时间a：纯割煤时间T（式2-7）——工作面长——斜切段长——采煤机牵引速度b：割煤作业辅助时间T（式2-8）式中为采煤机运行时候的牵引速度取6m/sc：必须的问题时间其中包括割一刀煤检查机器，更换截齿时间，正常开停时间，采煤机改变牵引方向时翻挡煤板的时间及滚筒调位时间。根据实际一般取T=20分所以每割一刀所需的时间=T+T+T（式2-9）=56.25+4.2+20=80.45（分）（2）计算端头作业时间T本工作面端头支护采用端头液压支架，选取端头作业时间25分钟。（3）故障时间T根据大量调查，国产综采设备机电事故影响时间约为总工时的8%～15%。每割一刀影响时间为15～30分钟。在次取25分钟。因此每割一刀循环时间T=T+T+T（式2-10）=80.45+25+25=130.45（分）（4）综放工作面生产能力（式2-11）掘进出煤Q=175.65%（式2-12）=8.78（万吨）采区生产能力Q=175.6+8.78（式2-13）=184.38（万吨）2.2.2确定区段斜常与数目区段斜长=采煤工作面+区段煤住宽度+区段上下平巷宽度（式2-14）则：（式2-15）取m=10m,B=4m——区段斜长——工作面长度——煤柱宽度——区段平巷宽度（式2-16）其中首采面工作面长度由于工业广场限制取200米，其他2区段平均分配，取164m。2.2.3煤柱留设采区内煤柱主要为采区边界煤柱，采区上山煤柱，区段煤柱。该采区上部以风氧化带为界，留设20m煤柱。为防止采空区矸石冒落，采区两边各留设20m煤柱。水平运输大巷布置在煤层底板20m以下的稳定岩层中，不必留设保护煤柱，采区上山布置在煤层底板岩层中，但是由于其服务年限比较长，要服务于第二，三水平的通风，故留设30m煤柱。在矿井服务后期可回收部分煤柱，两条大断层两侧各留设40m煤柱。见表2-2表2-2煤柱名称断层煤柱上山保护煤柱边界煤柱区段煤柱煤柱宽度2402302010河南理工大学成人高等教育毕业设计3采区巷道布置设计PAGE50河南理工大学成人高等教育毕业设计3采区巷道布置设计16采区巷道布置设计3.1采区上（下）山布置3.1.1采区上山布置图3-1首采区第一水平布置在采区中央，整个矿井原打算用两翼对角式通风，但是由于井田中央部分煤需要采用带区开采，所以决定双巷掘进，在井天中央打回风风井，形成混合式通风。整个矿井分三个水平，上一水平采完，其运输大巷和上山供下一水平回风用。因此上山和大巷的维护时间比较长。每个水平上山布置在二3煤层底版岩层中，两煤层间距20m，采用联合布置上山开采。轨道上山布置在8号煤层底版10m岩石中，运输上山布置在距煤曾底版14m岩石中，2条上山平均距离20m。如右图所示。图3-13.1.2采区车场形式选择设计（1）采区上部车场采区上部车场是采区上山与上部区段回风平巷或阶段回风大巷之间的一组联合巷道和硐室，它的基本形式有平车场的甩车场。由于采区上部顺向平车场车辆运行顺当，调车方便，所以本矿采用采区上部平车场作为采区上部车场。缺点：巷道断面大，易出现跑车事故，所以应加强安全措施。顺向平车场与逆向平车场选择主要是根据轨道上山绞车房及回风大巷相对位置和运输量确定。货运量大，车场线路与总回风巷相接宜采用顺向平车场。而甩车场主要用于煤层轨道上山，所以这里不适用。（2）采区中部车场联系上山和中部区段平巷的一组巷道称为采区中部车场，采区中部车场，般为甩车场。根据采区巷道布置，区段划分不同，采区里可以设置一个或几个中部车场。在此采用石门式中部车场。中部车场多采用石门式甩车场，根据采区航道布置，在单一薄及中厚煤层中多采用绕道式中部车场或平巷式中部车场。（3）采区下部车场采区下部车场与阶段运输大巷相联结的一组巷道。采区下部车场通常设有装车站绕道、辅助提升车场和煤仓等。根据装车站位置不同，下部车场可分为大巷装车式，石门装车和绕道式装车三种形式。由于上山倾角大于12°，且起坡点落在大巷顶板，且顶板围岩条件好，顾采用大巷装车顶板绕道式下部车场。该车场调车方便，线路布置紧凑。工程量省。但绕道维护量大，影响大巷通过能力。3.2采区回采平巷布置该采区开采单一煤层，煤层厚度为4.5m，且煤层硬度为f=2，属于中硬煤层，故将区段平巷布置在煤层中，为了尽量减少护巷煤柱，区段上下平巷均布置在煤层中，区段平巷基本上沿着煤层低板等高线布置，但区段上下两个平巷必须保持直线，并且要相互平行，以保证工作面长度的稳定。区段平巷均采用半圆拱型断面，锚网支护。为了减轻动压对巷道的影响，保证工作面顺利向前推进，根据本工作面超前动压的影响范围，对工作面安全出口30m范围内进行超前支护，由于上下平巷为采用锚杆支护的矩形巷道，顶板压力比较大，故超前支护形式为在巷道内侧设以单体液压支柱作腿，矿用工字钢作梁的加强支护。3.2.1巷道掘进方法由于本设计中运输上山和轨道上山均布置在岩石中，都属于岩巷掘进，因此采用先进的“新奥法”施工和光面爆破。这样，可以尽可能的减少对围岩的破坏，充分跳动围岩自身的承载能力并尽可能的控制围岩的变形，有效的防止围岩的松动，达到施工最大的安全度和最好的经济效果。3.2.2巷道支护方式根据所选取的采区上山和区段平巷断面，结合实习矿井的实习经验，决定采取运输上山和轨道上山采用锚喷支护方式，而区段平巷采用锚网支护方式。3.2.3通风验算又第九章矿井通风与安全可知，巷道的净断面均满足通风要求。3.3采区主要硐室布置3.3井巷式煤仓有垂直式、倾斜式、混合式三种。煤仓断面分为圆形、拱形，少数为矩形。由于垂直式煤仓多为圆形，利用率高，不易发生堵塞现象，便于维护，施工速度快等优点，所以选择垂直式圆形断面采区煤仓。目前煤矿采用采区煤仓，一般采用圆形垂直式。直径为2～5m。以直径4～5m煤仓应用较多。煤仓过高易引起煤压实起拱，引起堵塞现象，一般不超过30m。3.3采区绞车房是采区辅助提升的安装硐室，绞车硐室是否合理将直接影响到采区提升运输。a绞车房的位置绞车房应位于围岩稳定的底版岩石中，不受岩层移动的影响，避开大的地质构造和含水层及有煤与瓦斯突出危险的地区。与相邻巷道之间应有足够的煤岩柱，以利于巷道维护。b绞车房通道绞车房应有两个安全出口，即钢丝绳道和绞车房风道。绞车房设备均由绞车房绳道运入。绳道尺寸应能使设备最大部件通过，绳道内一般只设单边人行道，人行道位置最好与轨道上山人行道相一致，以利于行人安全。风道主要用于回风、存放电器设备，绞车房通道长度应大于5m，并用不可燃材料支护。3.3采区变电所是采区供电设备硐室，也是采区供电枢纽。由于低压供电压降较大，为保证采区正常生产，必须合理的选择采区变电所的位置。a采区变电所的位置和形式确定采区变电所位置时，应该考虑采区变电所设在通风良好，围岩稳定，地压小，无淋水，易维护，易搬迁设备，并使其位于采区用电负荷中心。为适应综合机械化采煤，常在工作面下部巷道设置移动变电站。当工作面推进100～200m时变电所移动一次。3.3变电所内设备布置应该符合《煤矿安全规程》，变电所高度应根据行人高度，设备高度及掉挂灯高度的要求确定，取3.0m，通道高度取2.5m。变电所应用不可燃材料支护（锚喷支护），底版用100号混凝土铺底并高出邻近巷道底版200～300mm，且具0.3%坡度。3.4采区主要生产系统3.4工作面→区段运输平巷→区段运输石门→溜煤眼→采区运输上山→采区煤仓→大巷→井底3.4大巷→轨道上山→采区上部车场→采区回风石门→轨道平巷→工作面3.4新鲜风：大巷→采区轨道上山→区段轨道石门→上层煤下区段轨道平巷→联络巷→区段运输平巷→冲洗工作面后进回风平巷→采区回风石门→回风巷→风井。下区段时，区段轨道石门，上区段岩石集中运输平巷作回风用，因此要求轨道石门与运输上山也要相通。上区段生产时，在轨道石门与运输上山的连接处设风门，下区段生产时应将风门移到轨道石门与轨道上山的连接处附近。3.4工作面→采区回风石门→上部车场→轨道上山→采区下部车场→轨道大巷→井底车场→副井→地面3.4地面变电所→副井→井下中央变电所→采区变电所→移动变电站→工作面3.4工作面（掘进头）→轨道大巷→井底车场→中央水泵房→副井→地面。（第二水平的水先排到第一水平，然后统一由第一水平排出）如工作面涌出积水不能排出，可采用局部小水泵抽排。3.5工作面接替顺序由于区段平巷采用双巷掘进，故区段回风平巷不受采动影响，第一采区右翼回采时，左翼开始准备，左翼开始回采时，右翼8号煤层准备。先左后又，先采图3-5工作面上顺槽图3-6工作面下顺槽上层煤，后采下层煤。图3-5工作面上顺槽图3-6工作面下顺槽3.6采区运输设备选型3.6.1工作面运煤设备的选型设计回采工艺时已经选定MG300-W型采煤机及与之配套的支撑掩护式液压支架。因此,只需对工作面刮板输送机和平巷内运煤系统的转载机、破碎机、可伸缩胶带输送机等设备进行选型即可。（1）刮板输送机选型根据以上比较，本矿采用综放开采，放煤部分块度较大、煤质较硬，割煤部分比较破碎、媒质相对较软，在坚持与采煤机配套的原则下，工作面采用SGZ-764/320型前刮板输送机和SGZ-764/400型后刮板输送机。（2）转载机的选型本设计工作面端头设一部SZZ-764/160型转载机。其技术特征见表3-1。表3-1SZZ-764/160型转载机技术特征表项目数值单位出厂长度37.8m输送能力1100t/h链速1.28m/s与带式输送机有效重叠长度12.4m爬坡角度12。爬坡长度5.5m爬坡高度1.93m电机型号KBY-160功率132Kw电压1140v中部槽规格（长×宽×高）1500×764×222mm刮板间距920mm质量32t（3）破碎机选型①选型原则：a破碎机的类型与破碎能力，应满足工作面可能出现的大块煤等状况的需要。b破碎机的结构应与所选转载机结构尺寸相适应。②选型：根据以上选型原则，本设计选择型号为PEM1000×1000的破碎机与转载机配套使用。其技术特征见表3-2表3-2PEM1000×1000型破碎机技术特征表项目规格单位结构特点颚式过煤能力1200t/h破碎能力500t/h进料口宽度1000mm进料口高度1000mm出料粒度40～370mm电动机型号DSB-55Q功率55KW电压660/1140v外形尺寸（长×宽×高）3270×2260×1770mm（4）胶带输送机的选择结合本矿实际条件，选用SSJ1200/M（A）可伸缩带式输送机。其主要技术特征见表3-3。表3-3SSJ1200/M（A）型的输送机技术特征表项目规格单位输送量1200T/输送长度1500m传动滚筒直径800mm带速2.5m/s托辊直径133mm输送机类型尼龙整芯阻燃带宽1000mm机尾搭接长度12m机头外形尺寸（宽×高）2595×1950mm储带长度100m机尾搭接出轨距1712mm电动机型号YSB-160功率160×3kw电压660v质量223kg（5）绞车选型根据以上计算结果，考虑到矿井以后有很大的增产空间，在选择绞车时适当增大型号。故本设计确定选择JTB2×1.8-20型矿用防爆液压无极绳提升绞车。其主要技术特征见表3-4：表3-4JTB2×1.8-20型矿用防爆液压提升绞车技术特征表项目单位技术特征绞车型号JTB2×1.8-20卷筒数量1直径mm2000宽度mm1500钢丝绳最大静拉力kN60最大静拉力差kN40最大直径mm26提升高度一层m280二层m610三层m950四层m1310钢丝绳速度m/s0—4减速比无级调速外形尺寸（长×宽×高）mm6800×4000×2600质量kg220003.7采区风量3.7.1采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取最大值。①按瓦斯涌出量计算式中——第i个采煤工作面的需要风量，m/min——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m/min——第i个工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量最大值与平均值之比。生产矿井可根据各工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜观测，得出5个比值，取最大值。通常机采工作面取=1.2～1.6；炮采工作面去=1.4～2.0；水采工作面取=2.0～3.0。（式3-1）（式3-2）式中：A——工作面日产量，t；——相对瓦斯涌出量，/t；（式3-3）②按工作面气温与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，起温度和风速应符合下列要求，见表3-5。表3-5工作面温度(℃)<1515～1818～2020～2323～26工作面风速(m/s)0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～1.8按下式计算：Qai=60×Vai×Sai （式3-4）式中：Vai——回采工作面风速，取Vai=1.5m/s；Sai——第i个回采工作面平均断面积，对于大采高工作面 Sai=20m2故工作面风量：Qa大=60×1.5×20=1800（m3/min）③按人数计算 （式3-5）式中：4——每人每分钟供给4——第I个回采工作面同时工作的最多人数，取60人；则：④按风速验算《规程》规定：回采工作面的最小风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。按此要求进行验算：（式3-6）（式3-7）所以工作面风量符合要求。⑤备用面需风量的计算按下式计算：0.5（）（式3-8） 式中：——备用工作面所需风量，m3/min。所以：备用工作面所需风量为：0.5×1868.4=934.2（）3.7.2掘进工作面需风量①按沼气涌出量计算：根据《矿井安全规程》规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过1％的要求计算。即：（式3-9）式中：——第ｉ个掘进工作面实际需风量，；——该掘进工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，；——该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取1.4；掘进工作面日产量：273.7t；则瓦斯绝对涌出量：=273.7×5.9/（60×24）=1.12（）工作面需风量：=100×=100×1.12×1.4=156.8（）取：=160（m/min）②按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。=4×（式3-10）式中：4——每人每分钟供给4的规定风量，；——第i个工作面同时工作的最多人数，取70人。故连采机掘进工作面风量：=4×70=280（）由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：=280（）③硐室需风量按经验值给风量：机车检修、充电硐室：=100（）火药库：=100（）其它巷道所需风量其它巷道所需风量由下式计算：≧60×0.25×S×4 （式3-11）式中：S——其它巷道平均断面面积，取S=15m；=60×0.25×15×4=900（）取为：1000河南理工大学成人高等教育毕业设计4采煤工作面回采工艺设计河南理工大学成人高等教育毕业设计4采煤工作面回采工艺设计28采煤工作面回采工艺设计4.1工作面基本条件4.1.1可采煤层特征本井田含煤地层为下二叠统石盒子组和山西组，上石炭太原群，共含煤10余多层，平均厚度为17.8m。主要含煤层有二1煤层，其余层赋存不稳定且顶底板岩性较差可作为远景储量。本设计中主要可采煤层为二1二3煤。普氏系数为f=1-2，属于中硬，其中顶板为中砂岩夹细纱沿构成，底板为中硬砂岩及粉沙岩构成，顶底板稳定。其中二1煤厚度为4.5m，二3煤厚度为1.5m，且赋存稳定，本设计中以二1煤为主要可采煤层，布置首采区，进行巷道布置。二1煤煤层平均倾角为24°，在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。4.1.2水文地质根据地质报告预测，开采前期矿井正常涌水量为210m/h；开采后期正常涌水量为260m/h。经详细讨论，确定主采煤层选用综放开采工艺，选用综放开采工艺的优越性为：有利于合理集中生产；对煤层及地质条件具有较强的适应性；具有显著的经济效益，可使吨煤成本降低10-30元综合考虑分层综采采煤法与综放采煤法的优缺点，决定选用走向长壁全部跨落一次采全高综采放顶煤法。影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。本设计中可采煤层赋存赋存稳定，所以决定采用综合机械化开采，由于可采煤层厚度较大故结合本矿实际条件决定采用综合放顶全部垮落采煤法。综放要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。一般综放工作面的长度范围为150～200m，但由于综放设备的改进，管理水平的提高，以及各区段长度之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，设计工作面的长度为200m。4.2工作面回采工艺方式本井田设计生产能力为180万t/a，一个采区生产，首采区为一采区。由于本矿井煤层赋存及顶底板条件较好，加强技术管理措施，可实现一矿一面，高产高效。本矿井二1煤层为设计可采煤层，煤层平均厚度4.5m。由于煤层厚度较大，故采用综放工作面，采用开采综放设备。为有利于高产高效、提高回采率及安全生产等，采用双巷掘进。考虑到掘进煤量及综放面的生产能力，工作面长度定为200m，日进6刀，采用全部跨落法管理顶板。工作面的推进方向和推进度由于后退式的工作面和巷道的维护条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式。综放工作面的走向长度一般不宜小于800～1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，可得出综放工作面的推进度为：V0=0.6×6×330=1188m/年4.2.1综放工作面的设备选型及配套①工作面配套设备的选择工作面的关键参数见表4-1。根据工作面的关键参数，查《综采综掘高档普采设备类型配套图集》选用编号为ZC137—ZFS32L的配套设备。三机标准型号见表4-2。ZFS4000/15/32L型液压支架主要技术特征见表4-3。表4-1工作面关键参数表工作面长度（m）煤厚（m）煤层结构所需支架类型倾角（°）2007简单、稳定支撑掩护式24表4-2三机标准型号液压支架采煤机刮板输送机ZFS4000/15/32LMG300-WSGZ—764/400SGZ—764/320表4-3ZFS4000/15/32L型液压支架主要技术特征见表项目技术特征单位标准型号ZFS4000/15/32L形式支撑掩护式双输送机放顶煤支架放煤形式插板式高度1.55-3.2m宽度1.43～1.6m中心距1.5m初撑力3694KN工作阻力4064KN支护强度0.7MP对底板比压1.43MP适应煤层倾角≤25°供液泵压29.4MP运输尺寸（长×宽×高）5×1.43×1.1.55m重量15.9T表4-4MG300-W型采煤机主要技术特征项目技术特征单位型号MG300-W采高2.0～3.7m适应煤质硬度f=1～3煤层倾角≤35°截深600mm滚筒直径1.6、1.8、2.0M牵引方式无链牵引力500KN牵引速度0～8m/s链条规格销轮齿轨滚筒中心距8389mm机面高度1488mm卧底量286mm电动机型号YSKBC—300A/300功率300KW台数1台电压1140V冷却方式电机牵引、截割、摇臂均水冷喷雾灭尘方式内外喷雾控顶距2275mm最小不可拆卸件尺寸3260×1275×1039mm总重40TMG300-W型采煤机主要技术特征见表4-4。SGZ—764/400型刮板输送机主要技术特征见表4-5。SGZ—764/320型刮板输送机主要技术特征见表4-6。表4-5SGZ—764/400型刮板输送机主要技术特征见项目技术特征单位型号SGZ—764/400设计长度250m出厂长度228m运输能力900t/h链速1.1m/s电动机型号YBKSS100/200—8/4功率250KW转速1480r/min电压1140V布置方式平行布置中部槽规格（长×宽×高）1500×764×222mm圆环链规格（d×t）26×92mm刮板链形式准双边链刮板间距920mm与采煤机配套牵引方式有链牵引②液压支架的校核a支架工作阻力校核工作面顶板为Ⅱ级顶板，根据《放顶煤开采技术与放顶煤液压支架》一书中说明，工作阻力可按支撑顶板煤和跨落带岩重计算，并乘以一个动压系数，公式为式6-1。（式4-1）式中：P——支架工作阻力，KN；K——动压系数，一般取1.5～2.0，此处取1.8；La——支架宽度，1.5m；R——放煤平均容重，1.35KN/m；LZ——顶煤跨落步距，5.8m；Rli——跨落带中第i层老顶分层容重，18KN/m；表4-6GZ—764/320型刮板输送机主要技术特征见项目技术特征单位型号GZ—764/320设计长度250m出厂长度228m运输能力900t/h链速0.95m/s电动机型号YSB—160功率2×200KW转速1475r/min电压1140V布置方式平行布置中部槽规格（长×宽×高）1500×764×222mm圆环链规格（d×t）26×92mm刮板链形式中双链刮板间距1104mm与采煤机配套牵引方式有链牵引或无链hli——跨落带中第i层老顶分层及附加岩层厚度，5.1m；Llki——跨落带中第i层老顶分层的岩块长度，11m；α——煤层倾角，24°。则：P=1.9×[1.5×（1.35×4×5.8＋18×5.1×11）×COS24°=2792.21KN（式4-2）根据ZFS4000/15/32L型放顶煤液压支架的特征表可知，工作阻力为4064KN。经演算，工作面阻力P不大于支架额定工作阻力的80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。③支架初撑力校核对于老顶来压强烈的工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作阻力的75%为宜。则：P0=75%×2792.21KN=2094.16KN（式4-3）由液压支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为3694KN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。4.2.2采煤机的工作方式①工作方式采煤机双向割煤，追机作业，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，在工作面端头斜切进刀，上行、下行均割煤，往返一次进两刀，采煤机过后，先移架后推刮板输送机。两工序分别滞后采煤机后滚筒3～10m和10～15m。②进刀方式采煤机采用割三角煤，工作面端头进刀方式，其进刀过程如图6-1所示。进刀过程如下：a.当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留设有一段下部煤（见4-1.a）；b.调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直（见4-1.b）；c.再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见4-1.d）；d.将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，反程正常割煤见图4-11.双滚筒采煤机2.刮板输送机1.双滚筒采煤机2.刮板输送机a—起始b—斜切进刀c—推移刮板输送机图4-1d—割三角煤e—开始正常割煤图6-1工作面斜切进刀图（d）（b）（c）（a）（e）4.2.3工作面综放工作面和综采工作面端头支护方式基本相同，主要有以下几种：①单体支柱加长梁组成迈步抬棚，与普采面的端头支护方式相同。该方式使用性强，有利于排头液压支架的稳定，但支设麻烦，费工、费时。②自移式液压支架。移动速度快，但对平巷条件使用性差；③用工作面液压支护端头，适用煤层能够变化较小的综采面通常在机头（尾）处滞后与工作面中间支架一个截深。4.2.4综放工艺①放煤步距放煤步距的大小与顶煤的厚度有关。由于本工作面顶煤的厚度比较大，放煤量比较大，为了不影响采煤机的正常割煤，采用一刀一放的放煤方式，放煤步距为0.6m。因此，工作面作业规程如下：割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜 →割煤。②采放比该煤层厚度为4.5m，割煤高度为2.5m，则采放比为：2.5：（7-2.5）=1：1.8③放煤方式割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀方式不小于30m，截深0.6m。割煤时采煤机速度要求适宜，且必须保证底板平整，煤壁齐直。工作面采高控制在2.5±0.1m。移架：采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3-10m追机作业，并及时伸缩前梁，打出护帮板，需要时可于采煤机机身处移架或拉超前支护，移架步距为0.6m。拉前溜：在移架后顺序推移前部输送机，滞后采煤机10-15m左右，其弯曲段长度不得小于12m，推移步距为0.6m，推前部输送机时必须顺序进行，眼睛相向操作，推移后溜子必须保证平直。放煤：采用多轮作业顺序低位放煤，平行作业。放煤时，需注意以下问题:a.顶板矸石占放出物的1/3时停止放煤；b.若遇到大快煤不宜放出时，可反复伸缩插板，小幅度上下摆动尾梁，使顶每破碎后顺利放出；c.放煤结束后应关好放煤口，并确保过煤高度不大于500mm，放煤与移架间距不小于20m。拉后溜：后溜在放完顶煤后推移，拉移步距为0.6m，必须依次顺序进行，严禁相向造作，杜绝误操作，后部运输机弯曲段长度不小于10m，确保拉移到位。停机时不得移溜，拉移后保证其平直。河南理工大学成人高等教育毕业设计5工作面生产组织设计河南理工大学成人高等教育毕业设计5工作面生产组织设计37工作面生产组织设计5.1掘进工作面生产组织开拓准备巷道岩巷断面为半圆拱断面，锚噴支护、综采工作面顺槽一般采用半圆拱断面u型钢支护。掘进工作面配备elmb-75型半煤岩掘进机2p-2型胶带转载机，530、650、140型可伸缩带式输送机jbd60-2-n06.5型局部通风机，myz-150钻机，三万水泵等.2.1．区段平巷掘进工作面巷道断面掘进工作面作业方式：该工作面采用一次成巷施工方法，作业形式为掘进与永久支持交替作业。．掘进工作面管理制度：在一次成巷施工中，多工序平行交叉作业工序交叉频繁。为使工作紧张而有序，必须加强施工管理工作。为充分发挥掘进队的设备，技术优势，加快施工进度，必须坚持以岗位责任制为中心的各项管理制度。1.工程岗位责任制：特点是任务到组，固定岗位，责任到人。它要求形成人员固定，岗位固定，任务固定，设备固定，完成时间固定的制度。2.技术交底制：它要求施工队施工的工程，必须有施工组织设计，并在开工前由工程技术人员向职工介绍施工巷道的性质，用途，规格质量要求等。3.施工原始资料积累制：它要求对施工的工程质量，班组要有自检，互检，掘进队要有旬检；班组有工人出勤，主要材料消耗，班组进度等原始记录资料等等。4.工作面交接班制：它要求每班的负责人，各工种及每个岗位上的职工，都要在现场对口交接，并做到交任务，交措施，交设备，交安全。5.安全生产制：为保证安全生产，要根据作业特点，制定灾害预防计划，安全技术措施；要定期开展安全活动，经常进行安全生产教育；要搞好工业卫生，改善劳动条件，做好综合防尘等。6.质量负责制：就是把质量标准，施工规范，设计要求落实到班，组，个人，并严格执行；实行工程挂牌制，队长，技术员要全面负责队的工程质量；要严格按照质量标准进行验收，评定等级，不合格的工程要返修等。5.2采煤工作面质量管理5.2.1质量要求要求前部刮板机推直后，及时移设端头架，移设端头支架前打好超前支护，移架后及时升紧支架，支架顶梁平行顶板，端头后架不起拱，支架高度符合要求。随工作面支架前移而渐续拆掉一字和十字铰接梁，不提前拆卸铰接梁，工作面下出口地架不滞后。所有支架升紧升平，达到初撑力，顶梁平行顶板。所用单体支柱必须完好，柱头必须用10＃铁丝可靠绑扎，铰接梁平，接顶良好；柱腿正，不迈步。5.2.2机械设备的有关管理规定和措施1．工作面运输机头与平巷运输机搭接合理，底链不拉回头煤。平巷刮板输送机挡煤板和刮板，镙栓齐全完整。2．带式运输机机架，托辊齐全完好，胶带不跑偏。开关要上架，煤电钻电缆要盘好。闲置设备和材料要放在安全出口20m以外的安全地带，电器设备上方有淋水，需要有防水设备。3．采煤机完好，不漏油，不缺齿。5.2.3煤质管理的有关规定和措施1：采煤及工作面设计时要有完善的安排系统，实现煤矸的分采分运。2：编制工作面作业规程时，要结合工作面的地质及生产技术条件，主要内容包括：遇到较大断层尽可能改造工作面，避开断层破坏时对煤质的影响。局部煤层变薄时，要及时更换相应规格的支柱，不的采用破顶或卧底处理。煤层夹矸较厚时，考虑到夹矸为界分层开采，加强工作面的顶板管理，顶板不稳定时要及时进行支护，防止冒顶漏矸。采用分层开采的工作面，要坚持铺网，灌浆措施，确保下层顶板的整体型采用放顶煤开采的工作面，要认真分析研究顶煤活动的规律，在保证煤质的前提下提高工作面煤炭的采出率。维修巷道冒落杆石，需要用矿车运出或填入采空区。提高职工对煤炭质量重要性的认识。采取及工作面的排水系统不的流经煤仓或溜煤眼，避免影响煤炭水分。采煤工作面安全管理的主要任务是保护职工在生产过程中的安全与健康，防止伤亡事故和职业危害，保障采煤过程正常进行，提高工作面的生产能力和效益。由历年统计资料显示煤矿重大事故70%以上发生在采掘工作面。根据此现状，必须加强工作面的安全管理工作。采煤工作面安全管理的主要内容由以下几方面：一.加强职工安全管理意识安全管理是安全技术不断发展和完善的产物。安全生产是与广大职工的行为和切身利益紧密相连的，必须依靠广大职工增强安全意识保证生产安全正常进行。对职工进行安全技术培训和教育，提高职工安全知识水平和技能，形成安全生产自我保护，互护的坚实基础。二.健全安全管理体制采煤工作面要建立由采煤（区）队长负责制的安全管理体制。各工作班要配备安全管理人员各工作班的小组要有安全监督人员，这些人有权在危机人身安全状况下停止作业，撤出工作人员，坚决执行不安全不生产。在工作面形成一个自保，互保的安全管理体系。三.加强工作面工程质量管理工程质量管理是采煤工作面安全管理的主要内容。工程质量首先是工作面的支护质量。对支护设备的有效初撑力，要严格按作业规程规定进行支护。其次是机械电气设备的完好性。要按规定对机械电气设备进行日常维护与检修，保证各类设备完好性符合规定。采煤工作面两出口的管理，要保证两出口的有效断面和高度，按规定进行两巷的超前支护工作，保证回采巷道支护完好和畅通。四.严格执行安全管理制度安全管理制度是职工生产活动中的行为准则。遵守安全管理制度是工作面安全管理的保障。严格贯彻落实是安全管理的关键。规范各工种岗位技术操作规程，不违章作业，可有效地避免事故发生五.采用先进的安全技术设备科学技术进步，先进技术设备和安全管理设备不断推出，对工作面的安全生产提供了可靠的技术保障。在条件允许的情况下，要尽量采用无链牵引采煤机，工作面压力监测系统，安全监测系统，先进的降尘系统这些先进的技术设备，减少和避免各类事故的发生和危害。六.制定完善的安全技术措施5.3采煤工作面生产组织管理①作业方式为了使采煤与检修的均衡，同时能够满足工作面生产能力的要求，工作面采用3班采煤，1班检修的四六工作制。②工序安排综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护和滞后支护。a.及时支护方式采煤机割煤后，先移架后推溜的方式。b.滞后支护采煤机割煤后，先推溜后移架的方式。由于本设计中煤层顶板是沙泥岩，属于中等稳定顶板，为防止冒顶事故发生，必须采用先移架后推溜的及时支护方式。③劳动组织工作面的劳动组织采用追机作业方式。劳动组织表见表5～1。表5～1劳动组织表工种一班二班三班四班合计班长22226采煤机司机22215刮板机司机22226转载机司机11124胶带机司机22228支架工222310放煤工222310泵站工11114电工11125浮煤清理工333211送饭工11114巷道修理工333514放尘工11114运料工00022油脂管理员00011材料工00022技术员11114质量验收员11114其他11125合计25252535110表5～2主要经济指标序号名称单位指标备注1煤层厚度m7平均2煤层容重t/m31.35平均3工作面走向长度m15平均4工作面倾向长度m200平均5煤层倾角°24平均6采煤机采高m2.57工作面回采率%808循环进尺m0.69日循环进刀数刀610日进度m3.611工业储量万吨96512日产量t542413日出勤人数人11014回采工效t/工48.815工作制度四六制河南理工大学成人高等教育毕业设计6工作面安全技术措施河南理工大学成人高等教育毕业设计6工作面安全技术措施43工作面安全技术措施6.1工作面灾害事故防治及避灾路线6.1.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（1）回采和掘进工作面以及回风巷中，必须按规定定期检查瓦斯，如发现异常，必须按规定处理。（2）盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积骤瓦斯的地点，必须及时处理。（3）掘进应采用双风机，双电源和风电闭锁装置。（4）掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置。（5）大巷及装煤站应安设瓦斯自动报警断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源。（6）所有易产生煤尘的地点。必须采取洒水灭尘等防尘设备及除尘设施。（7）井下风速必须严格控制，防止煤尘飞扬。井下所有煤仓和溜煤眼均应保持一定存煤，不得放空，不得兼作通风眼。（8）综采工作面应采取煤尘注水。按照保安规程设计悬挂岩粉棚和防水棚。（9）煤尘应定期清扫。巷道应定期冲刷，各个装煤站应进行喷雾洒水。避灾路线：工作面→下付巷→联络巷→区段轨道石门→轨道上山→采区下部车场→运输大巷→副井。6.1.2预防井下火灾的措施矿井工作面煤层不易自燃发火，故井下只可能发生外因火灾，因此需对火灾的外源加以预防，具体措施如下：①严格杜绝火源，严禁携带烟火及点火用具入井。②井下从事电气焊作业，严格按《规程》要求履行审批手续，施工地点严格按审批措施施工。③工作面需放炮时，严禁放明炮，放糊炮。④防止电气火花引起火灾，机电设备选用合格的熔断丝（片），电器整定值要合适，正确使用好检漏继电器，在电流短路、过载或接地时能及时迅速切断电源。⑤电站、油库、皮带机头分别设置两个干粉灭火器，油库、皮带头，均设置一个沙箱以备灭火使用。⑥皮顺每隔50m，轨顺每隔100m设一个三通及阀门，以备用。⑦凡首先发现火灾的人员都应采取措施快速，直接灭火，并立即报告矿调度室，说明事故发生地点、原因、性质、范围等情况。避灾路线：工作面→下付巷→联络巷→区段轨道石门→轨道上山→采区下部车场→运输大巷→副井。6.1.3防水措施（1）井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。（2）主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可前进。a接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；b接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；c接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；d打开隔离煤柱放水时；e接近有出水可能的钻孔时；f接近有水或稀泥的灌泥区时；g底板原始导水裂隙有透水危险时；h接近其它可能出水地区时。避灾路线：工作面→上付巷→采区回风石门→风井。河南理工大学成人高等教育毕业设计7采区主要经济技术指标河南理工大学成人高等教育毕业设计7采区主要经济技术指标457采区主要经济技术指标序号指标名称单位指标数量备注1采区生产能力万吨/年1802工业储量万吨17373可采储量万吨1573.864服务年限年8.75煤层层数层16煤层倾角度2407煤层生产能力T/m22.11～4.818瓦斯等级级低9涌水量m_3/h1010回采工作面个数个111掘进工作面个数个212设计巷道长度米609013掘进率m/万50.7514回采工作面总长度米528一面200米其他164米15三量开拓万吨493．86准备万吨540.0回采万吨540.016回采率%90.617投产日期2008.318回采面平均长度米176三个面河南理工大学成人高等教育毕业设计河南理工大学成人高等教育毕业设计46参考文献[1]徐永圻：《采矿学》，中国矿业大学出版社，2003[2]陈昌荣：《地质学基础》，中国矿业大学出版社，1994[3]戴绍城：《高产高效综合机械化采煤技术与装备》，煤炭工业出版社，1997[4]陈炎光、徐永圻：《中国采煤方法》，中国矿业大学出版社，1991[5]冯昌荣：《煤矿矿井采矿设计手册》，煤炭工业出版社，1984[6]钱鸣高、刘听成：《矿山压力及控制》，煤炭工业出版社，1991[7]王省身：《矿井灾害防治理论与技术》，中国矿业大学出版社，1989[8]冯昌荣：《采矿工程专业毕业设计指导》，中国矿业大学出版社，1996[9]能源部：《煤矿安全规程》，煤炭工业出版社，1992[10]洪晓华：《矿井运输提升》，中国矿业大学出版社，2000[11]中国矿业大学建筑学院：《井巷工程》，中国矿业大学出版社，1995[12]黄元平：《矿井通风》,中国矿业大学出版社，1995[13]林在康：《井底车场图册》，中国矿业大学出版社，2003[14]林在康：《风机装置性能图册》，中国矿业大学出版社，2003[15]林柏泉,崔恒性.矿井瓦斯防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社结论毕业设计的过程是一次理论与实践有机结合的过程，是理论与实践升华的过程；更是使一个人的认识、思想成熟的过程！在设计过程中，我遇到了很多难题。这些难题都不是难的不着边际，它们都是源于课本而高于课本，要把实践经验赋予到里面去。而这三