煤矿工作管理实施计划毕业论文.doc

煤矿工作管理实施计划毕业论文1. 概况1.1工作面位置及井上下关系东峰煤矿3110综放工作面位置及井上下关系(表1.1)水平名称660水平工作面名称3110综放工作面地面标高+943.6+953.0井下标高+72406地面相对位置南面为张庄村，西南为寨上村，东南为良户村。回采对地面设施的影响本回采对地面的建筑物影响不大，但在采空区上面可能导致局部农田出现塌陷的情况。在回采后应做好农田的复垦工作。井下位置及与相邻关系井下北面为设计中的3108综放面，南面为设计中的3112工作面。东面为胶带上山，西面为首采区边界。走向长度m910m倾斜长度m150m面积1365001.2煤 层东峰煤矿3110综放工作面煤层情况煤层厚度（m）5.89m煤层结构节理发育煤层倾角（）28开采煤层3煤煤种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描述本煤层赋存情况简单，倾角不大，含一二层夹矸，无断层，在局部地区可能有无炭柱的存在。1.3煤层顶底板煤层平均厚度为5.89m.，其中机采2.6m ，放顶煤3.29m，采放比为1：1.27。直接顶为3m左右的粉砂岩、砂质岩，强度较低，老顶为粉砂岩、细砂岩及中粒砂岩，厚度为2.57.69m，底版为砂质泥岩，厚度为5.08.35m。1.4地质构造整体状况属简单型煤层，煤层倾角起伏变化不大，工作面涌水不大。断层本工作面无断层。褶曲该工作面无大的褶曲。无炭柱在掘进至该工作面的西侧时，在胶带上山915m处遇到无炭柱，鉴于使用综放开采，该面距胶带上山915m处不进行开采。1.5水文地质 本工作面水文地质条件比较简单，在回采过程中会出现淋水现象，主要是岩层裂隙水，涌水量不大，在0.53 m3h左右。因此在进回风顺槽低洼处应设小水仓利用水泵集中向外排水。1.6影响回采的其他因素1.6.1影响回采的其它地质情况瓦 斯矿井绝对瓦斯涌出量为13.55m3/min。，相对瓦斯涌出量为8.93m3/t。煤的自燃情况该煤层不易自燃。地温危害地温梯度1.7/100m。冲击地压危害本煤层无冲击地压危害。1.6.2冲击地压和应力集中区3煤层无冲击地压倾向。应力集中区为无炭柱和探巷附近以及采空区悬顶地段，该面不会形成大面积悬顶冲击，地压表现不明显。1.7储量及服务年限1.7.1储量工作面可采储量：8701505.891.4593%=103.7万吨1.7.2服务年限工作面的服务年限 103.79.5=10.9（月） 现工作面剩余推进长度22m，按日推进5个循环，循环进度0.6m，可生产7.5天。2. 采煤的方法2.1巷道的布置2.1.1采区设计，采区巷道布置情况首采区布置为两翼开采，三一一零综放面位于首采区的西翼，其南、北两侧分别为尚未开采的三一一二综放工作面和三一零八综放工作面。三一一零综放工作面采用“一进两回”三巷方式布置，其中3126巷为进风巷，3130、3128巷为回风顺槽和瓦斯尾巷。2.1.2工作面运输顺槽1、支护形式运输顺槽沿煤层底板布置，采用锚网索支护。2、巷道净断面巷道断面采用矩形断面，净宽4.2m，净高2.9m，净断面积12.18。3、管线铺设、设备布置巷道北帮上部铺设动力电缆和通讯、照明电缆，通讯、照明电缆悬挂在动力电缆的上方，间距10cm，北帮下部铺设3寸静压防尘管、2寸压风管和2寸排水管。南帮下部铺设2寸进液管、回液管和喷雾泵管。该巷安装DSJ100/100/2160型皮带输送机，输送机偏巷道保护煤柱一侧铺设，皮带中至巷南帮间距为1700mm。4、巷道用途用于工作面的进风、运煤和行人。2.1.3工作面回风顺槽1、支护形式回风顺槽3130巷沿煤层底板布置，巷道采用U型钢可伸缩性支架进行支护，棚距1.0m，锚索补强，间距为5 m。巷道顶板及两帮上侧铺设金属网护帮护顶。2、巷道净断面巷道采用梯形断面，上口净宽3.0 m，下口净宽4.022m，净高2.9m，净断面积10.18m2。3、管线铺设、设备布置巷道南帮上部铺设动力电缆、信号电缆、监测、监控电缆，监测、监控电缆悬挂在动力电缆上方间距10cm。北帮下部铺设2寸压风管、3寸静压防尘管、2寸排水管。巷道正中铺设轨道。4、巷道用途用于工作面的回风，进料和行人。2.1.4工作面瓦斯尾巷1、支护方式沿煤层顶板布置，巷道采用锚杆支护、锚索补强，间距为10米。2、巷道净断面矩形断面，净宽3.0 m，净高2.3 m，净断面积6.9。2.1.5综放工作面切眼1、支护形式采用锚网索配合液压支柱进行支护。2、巷道净断面切眼沿煤层底板布置，断面采用矩形断面，净宽7 m，净高2.7 m。2.1.6机电硐室1、支护形式机电硐室位于3128巷与3126巷之间，距胶带上山20 m处。沿煤层顶板布置，采用锚网喷支护。2、设备布置机电硐室内设置三台移动变电站，乳化液泵站，喷雾泵站，开关若干。（详见机电硐室布置图） 2.2采煤工艺2.2.1采煤工艺采用走向长壁综采放顶煤采煤法，全部跨落法控制顶板。1、工艺顺序双滚筒采煤机斜切进刀割煤刮板运输机运煤推移支架支护顶板推移前刮板输送机放顶煤拉后刮板输送机在顶板破碎时，及时移架护顶2、割煤采用MG200500WD型双滚筒联合采煤机螺旋滚筒割煤。滚筒截深0.63m。3、装煤采煤机螺旋滚筒配合SGZ730264型刮板输送机，运输顺槽采用SZZ764200转载机一部、PCM132型破碎机一台及DSJ1001002160型可伸缩胶带输送机一部。4、运煤系统工作面前(后)刮板输送机-转载机-运输顺槽可伸缩式皮带输送机-采区胶带上山-井底煤仓-主井皮带输送机-地面筛分系统5、工作面支护采用ZFTZ7200/21/32G型端头支架，工作阻力7200KN。ZFG4800/20/32型过渡支架，工作阻力4800KN。采用ZFS44001728型液压支架支护,支架初撑力3944KN架。工作阻力4400KN。采煤机主要技术参数型 号MG200500WD采高（m）2.03.5煤层倾角（）35总功率（KW）500截割功率（KW）2200牵引功率（KW）240滚筒转速（rmin）32截深(mm)600机面高度（mm）1422.5调速方式机载交流变频调速牵引方式齿轮销轨式牵引力（KN）300500牵引速度（mmin）0-8.3-13.9 刮板输送机技术参数表设备名称技术参数设备达到的参数单位数值刮板输送机1、型号SGZ7302642、出厂长度m1503、输送量th6004、刮板链速 ms0.975、电动机：型号KBYD550-132/65-4/8功率KW2132/656、减速器：型号2JS-132传动比32 . 6777、刮板链型式中双链圆环链规格2692-C圆环链破断负荷 KN850链条中心距 mm1208、中部槽结构型式整体铸焊式封底溜槽规格mm1500680335联接形式铸造长环9、其它双速、端卸转载机技术参数表技术参数设备达到的参数单位数值1、型号SZZ7642002、输送量th12003、出厂长度M42(包括破碎机)4、链速ms1.385、装机功率KW2006、配套皮带宽度M17、电动机KBSDS-200/100-4/8额定功率KW200电压V11408、与皮带搭接有效重叠长度M129、爬坡角度度10破碎机技术参数表技术参数设备达到的参数单位数值1、型号PCM1322、破碎能力Th12003、最大输入块度mm700950电机功率kw132电机转速rmin14704、破碎主轴转速rmin3705、锤头冲击速度Ms206、破碎锤头数个47、三角带规格SPC-56008、外形尺寸（长宽高）m354017851741伸缩式皮带输送机技术参数表技术参数单位数量型号DSJ100/1002160输送量th1000运距m1200带速ms2.5储带长度m100电动机：功率KW1602电压V6601140机尾搭接长度m12皮带宽度mm1000乳化液泵站技术参数表序号项目单位数量1公称压力MPa31.52公称流量Lmin2503电机功率KW1604外形尺寸（长宽高）mm2180852955喷雾泵站技术参数表序号项目单位数量1公称压力MPa102公称流量Lmin3203电机功率KW75转速rmin14704外形尺寸（长宽高）Mm16807507455质量Kg10006与XPA过滤器组件配套成泵站2.2.2采煤方法1、采煤机进刀方式采用端头斜切进刀方式，斜切进刀段长度3540m，进刀深度0.6m（1）采煤机向下（上）割透煤壁;（2）推移刮板输送机，使得刮板输送机弯曲段不少于15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）割煤进刀，通过15m的弯曲段至25m处，使采煤机达到正常的截深深度 （0.6m）,按要求推移输送机至平直状态。（3）将两个滚筒上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（4）割完三角煤以后，将两个滚筒上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。2、采煤机的正常切割采煤机正常切割长度为100m，采煤机以2.04.0mmin的速度向上（下）割煤。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部，后滚筒在下部的方式。严禁乱割煤。工作面煤溜与转载机要搭接合理，保证不刮回煤。3、采煤机割煤及采煤机牵引方式工作面采用双向割煤，往返两刀，采煤机牵引方式为电牵引。4、拉架:割煤后，距机组后滚筒46架进行拉架，操作方式为本架操作，顺序追机拉架，拉架步距为0.63m,当煤壁片帮较深或顶板破碎时，应超前移架支护顶板，移架后，应使工作面支架保持成一直线，其直线误差在5cm以内。5、推前部溜：滞后拉架46架，即可推前部溜，顺序追机推溜，推溜距为0.6m，推溜距采煤机距离不小于12m，最大不超过40m，推溜时，必须保证工作面煤溜能正常运行，严禁出现急弯，煤溜弯曲段不小于10个支架（15m），顶机头，机尾时，必须停机。注意事项：（1）推溜必须单方向推移，严禁从两头向中间推移。（2）为防止卡死输送机，停机时要严禁推溜。为不致发生飘底、啃底现象，在推溜时，应同时使用三个千斤顶一起推。（3）放煤时，先收回放煤插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆放到适当位置，以便能使顶煤直接流入后部溜中。并可多次反复的摆尾梁使大块炭破碎，便于放尽。见矸后停止放顶煤，并伸出插板封住顶板矸石，以防滑入后部溜上。（4）放煤时必须注意后部溜中运煤量的情况，可以从放煤量和放煤时间上进行控制，使煤溜不至于超负荷输送，达到均匀输送的目的。（5）割放煤时，必须同时进行喷雾防尘，以利于工人身心健康。6、放顶煤：放顶煤滞后于拉架35架，放顶煤前要先调整后部溜，使煤溜处于有利于放煤的工作状态，排头、排尾各三架不放顶煤。（1）初放顶煤：在初次老顶来压后可正常放顶煤，否则不可随意放顶煤。（2）正常放顶煤：采煤机每隔一刀煤。放煤一次，在初采中还可采用两刀一放形式来比较效果。（3）放煤顺序：放煤顺序采用单轮顺序分段均匀放煤的方法，即用两人同时操作，第一人先从机尾开始放煤，放煤二分之一左右，放到最后一架为止，另一个滞后第一人45架开始第二轮放煤（两人间距不小于五个支架），依次进行，见矸后停止，完成全工作面的放煤工序。在试采过程中，如采用顺序多轮放煤效果不理想，还可采用单轮顺序放煤或间隔顺序放煤等方式进行试验，结合我矿实际，选取并采用最佳的放煤方式。（4）末采放顶煤：工作面在距停采线20m时，停止放顶煤。7、清煤前部煤溜移过后，开始清理工作面前溜与支架底座之间，以及工作面支架之间的浮煤，生产过程中对移架后后溜附近的浮煤也尽量清理干净。8、拉后部溜：当工作面支架放完顶煤后，滞后放顶煤支架10个架拉后部溜子，拉溜步距为0.63m,后溜弯曲段不小于15m，严禁出现急弯。拉后部溜滞后放顶支架最大不超过40m。2.2.3工作面的正规循环生产能力W=L1SH1r95L2SH2r80%=1500.62.61.4595%1373.290.61.4580%=322.3313.7=636吨式中：W正规循环产量，吨S工作面循环进尺，0.6mL1工作面长度，150mL2工作面放煤长度，137mH工作面割煤高度2.6mH工作面放顶煤高度3.29mr煤的容度，1.45吨立方米机采回收率：取95% 顶煤回收率：取80% 2.3设备配备 三一一零综放面机械设备配备表 地点设备名称规格型号数量单位备注工作面采煤机MG200500-WD1台液压支架过渡架ZFG480020326架机头三架，机尾三架中间架ZFS4400172894架刮板输送机SGZ7302642部运输顺槽端头支架ZFTZ720021321组转载机SZZ7642001部破碎机PCM-1321部胶带输送机DSJ100/10021601部水泵2台回风顺槽调度绞车JD-404部水泵2台机电硐室喷雾泵KMP320102台泵箱一个乳化液泵BRW25031.52套泵箱一个3. 顶板控制3.1液压支架选型及验算3.1.1液压支架选型：根据三一一零综放面回采工艺设计，选取中间支架ZFS44001728型94架和过渡支架ZFG48002032型6架和一架ZFTZ72002132型端头支架支护顶板。其技术特征为：项目中间支架过渡支架架型ZFS44001728ZFG48002032支架高度17002800mm20003200mm支架宽度14301600mm14301600mm支架中心距1500mm1500mm初撑力3944KN3944KN工作阻力4400KN4800KN支护强度0.66-0.77MPa0.72MPa泵站压力31.5MPa31.5MPa重量14.1T17.28T3.1.2验算支护强度F=8HYGSF1式中：F上覆岩层8倍采高重力H工作面最大采高2.8mY岩层容重2.6t/m3S支架最大支护面积S=最大控顶距支架宽度=4.861.5=7.29m2F1支架工作阻力F=82.82.69.87.29=4160（KN）FF1=4400KN因此，选择ZFS4400/17/28型液压支架满足使用要求。3.1.3乳化液泵站（一）泵站选型、数量乳化液泵选用VRB250/31.5型乳化液泵站，工作压力为31.5MPa二泵一箱，一台工作，一台备用；输液管路选用2.0寸钢制管进液、回液。（二）泵站使用规定1、开泵前，检查乳化液泵箱的液量需大于箱体的1/2，每次加水和加油后,都必须检查一次乳化液浓度。使乳化液浓度保持在35之间，并经常用折射仪检查乳化液浓度。2、开泵时，时刻注意泵的声音，发现异常立即停泵处理。3、必须设专人开泵，并持证上岗，乳化液配制方法为每9795kg水加乳化油35kg，并每次配制后及时检测。要保持泵站压力正常。4、在泵箱附近挂管理牌，明确配比方法，用液比例，责任者等，有维修保养制度，并有专人维修，保证设备性能良好。5、要加强泵站管理，管路维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏。6、加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器应定期清洗，乳化液泵箱每月清洗一次，各种胶管液压元件保持清洁，严禁泵箱随意敞口，严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化液。3.2工作面顶板管理3.2.1工作面顶板管理3110工作面布置ZFS4400/17/28型低位放顶煤液压支架94架，ZFG4800/20/32型过渡支架6架，ZFTZ7200/21/32端头支架1架,对顶板实行全支护跨落法控制，最大控顶距4860 mm，最小控顶距4230mm，正常情况下，随采煤机向前割煤，应滞后采煤机46架及时移架支护已暴露的顶板或顶煤。当工作面局部顶煤不稳定，产生片帮、冒顶时，应立即停止割煤，及时将支架护帮板翻转，临时支护好顶板，控制冒顶事故的继续扩大，只有在顶板事故处理好且安全的条件下，方可作业。1、移架时，采用带压擦煤顶移架。若阻力大时，可先降前后柱（不大于200mm），同时开始移架，移架步距0.6m，到位后，升起前后柱，保证支架达到初撑力。2、支架工严禁随便拆卸管路，相互倒管，改变管路系统的功能。3、检修工要保持支架性能的完好，无漏油、不串油、不失效。4、移架时，支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰角5，支架前梁要接顶严密，支架要垂直底板，歪斜5，若出现倒架时，要及时操作侧护板千斤顶进行调整。5、相邻支架之间不能有明显差错，支架间不挤、不咬。若支架之间出现空顶时，要及时调整侧护板，使其紧靠相邻支架。3.2.2运输顺槽端头管理及超前支护工作面运输机机头段采用三架ZFG4800/20/32型过渡支架和一组ZFTZ7200/21/32型端头支架进行支护，支架外及“丁”字交叉处采用DZ31.5型或DZ35型外注式单体液压支柱配合铰接梁、厚板梁进行支护。运输顺槽超前支护，应在超前工作面煤壁不少于20m范围内在巷道两帮及中部采用四排DZ-31.5或DZ35型单体液压支柱、厚板梁配合铰接顶梁进行支护，要求支设牢固，并用小链拴好吊在顶梁或金属网上防止倒柱伤人。超前支架下的浮煤必须清除干净。在加强点柱支护的同时，必须保持工作面机头处有0.8m以上宽度的人行通道,确保畅通。 3.2.3回风顺槽端头管理及超前支护工作面运输机机尾段采用三架ZFG4800/20/32型过渡支架进行支护，超前工作面煤壁不少于20M范围内采用DZ31.5或DZ-35型单体液压支柱拆除原金属棚梁后配合3.4米长木梁链接顶梁进行支护。 3.2.4瓦斯尾巷管理3110工作面尾巷形式为内错尾巷，在回采时应加强对尾巷的检查，经安全科同意后通风队可定期派专人对尾巷进行巡查，如发现有片帮，支护失效等要提前打木垛加强支护，木垛采用10002200mm板梁，木垛密切接顶，避免巷道跨落造成风路堵塞，影响瓦斯排放效果。同时，若尾巷内风量和瓦斯浓度发生较大变化时，必须随时派人（随同瓦检员）进去检查，发现问题，及时汇报，及时处理。3.2.5端头支护的技术要求1、工作面两端头要始终保持超前不少于20m支护状态。2、加强巷道外帮管理，安全出口高度不低于1.8m，宽度不少于0.8m。3、机头机尾的棚梁支护，按规定架设，支柱初撑力90KN。4、两巷超前支护单体柱必须成一直线，偏差不超过100mm。5、单体柱符合完好标准，严禁使用漏液以及失效支柱。6、两端头采空区控顶应控制到后部输送机后1m范围。3.3工作面放顶管理3.3.1工作面初次开采，初次来压及周期来压，初次放顶，末次放顶的支护形式。1、工作面初次开采期间措施初采前从切眼向外5m范围内对上、下两巷煤壁两侧的棚腿及时拆除，对切眼工作面煤壁上的锚杆垫片，木垫木板及时退掉。若有金属网应及时回收，以保证回采后老空能及时垮落。若顶板破碎时应进行套棚支护。棚梁采用1503000mm的红松圆木上下略带一小平面，棚腿采用DZ-31型液压单体柱。在距巷两帮200mm组成一梁两柱点柱支护。2、工作面初次来压及周期来压工作面初次来压步距周期来压步距以及来压时工作面矿压显现形式，综放队及时掌握并上报，同时要做好日常矿压观测工作和原始数据的记录。不论何时来压，一定要将工作面支架升紧，顶梁升平，护帮板打出。保证支架对顶板支承均匀，接顶严密，护帮有力，两端头支护要保证齐全，保证支护质量，这样我们才能做到超前防范。3、工作面初次放顶和未次放顶（1）工作面初次放顶期间，综放队以及生产部门要成立放顶领导组，负责现场指挥放顶工作，必须保证支架有足够的支撑力，严禁出现咬架现象，确保支架接顶严密。（2）初采期间，生产部门要成立矿压观测小组，负责对工作面顶板质量进行监测监控，预报工作，发现问题，及时采取针对性的措施处理。（3）初次放顶期间，要对工作面两端头和两巷超前支护加强管理，保证支护密度和强度，保证每根液压柱要有足够的初撑力和工作阻力。（4）当工作面推进距停采线20m时，停止放顶煤，铺设双网，挂钢丝绳为撤面搬家创造条件。3.3.2两端头回柱放顶措施：1、端头回柱放顶人员至少三人，并安排有经验的老工人现场指导。2、回撤支柱应先里后外，回柱前，要详细检查周围支柱情况，边支柱边移支架。两巷放顶后，在后溜后方要多出一米控顶距，以免后方漏矸埋住后溜。3、回撤作业时，作业人员必须站在安全地点作业，并且3m范围内要严禁其他人停留。4、运输机端头放顶必须在转载溜推移后进行。3.3.3采空区处理办法：采空区采用全部垮落法处理办法。3.4矿压观测3.4.1回采工作面按调度室制定的矿压观测办法执行3.4.2上下两顺槽：1、巷道围岩表面位移：在巷道中设置观测基点，用测尺测量底板和两帮的移近量，一般20m左右一组测点，每天观测一次。特别对距离工作面切眼100m范围内要重点观测。2、超前支护单体支柱阻力观测：用单体支柱压力自记仪在超前支柱支设时，开始观测支柱阻力的变化情况，要每天一次，连续观测两个循环，将阻力动态变化情况记录下来。 3.4.3矿压观测要求：1、由综放队负责，要求和瓦斯记录一样，现场牌板与报表相对应，每天汇报并做出分析，提出处理建议，并及时每天送交领导和有关部门批阅。2、每月由总工办、安全科、调度室不定期对工作面和顺槽的支护质量动态检查两次，对存在问题，由综放队限期整改。3、观测工作贯穿于工作面整个生产期间。4. 生产系统4.1运输4.1.1运输设备及运输方式（一）运煤设备及装、运煤方式工作面采用MG200/500-WD双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合SGZ730/264工作面刮板输送机前移装煤，落煤经PCM132型破碎机和SZZ764/200型转载机，DSJ100/100/2160型皮带转运经胶带上山主运皮带至采区煤仓。工作面机头，机尾及中部浮煤由人工清入工作面刮板输送机运出。（二）辅助运输设备及运输方式工作面所需材料设备等物资采用JD-25型和JD-40型调度绞车和材料车运输。利用带式运输机运送材料时，必须与所运材料相距3m后面有专人跟随，发现胶带跑偏或其它紧急情况时，立即拉动急停按扭。4.1.2运煤路线工作面3126运输顺槽胶带上山煤仓主皮带地面筛分系统4.1.3辅助运输（进料、设备）路线地面副井轨道上山3130回风顺槽工作面4.2“一通三防”与安全监控4.2.1瓦斯 根据晋煤安发【2009】35号文关于2008年度年产30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，山西兰花集团东峰煤矿有限公司瓦斯绝对涌出量为13.55m3/min,瓦斯相对涌出量为8.93 m3/t，属低瓦斯矿井。矿井在生产过程中未出现过煤与瓦斯突出等瓦斯动力现象。 东峰煤矿为低瓦斯矿井，目前3110回采工作面采用一进两回的通风方式比较合理，不需建立瓦斯抽放系统。4.2.2工作面风量计算根据该矿2008年的瓦斯等级鉴定结果及该矿邻近工作面3106回采工作面实测瓦斯涌出量，计算出3110工作面风排瓦斯绝对涌出量为10.15m3/min。q=工作面日产量瓦斯相对涌出量2460。 1、回采工作面风量计算（1）按瓦斯绝对涌出量进行计算 Q采=100qCH4K采 式中：Q采工作面所需风量，m3/min qCH4瓦斯绝对涌出量，取10.15 m3/minK采回采工作面通风备用系数，取1.8。 故：Q采=10010.151.8=1827 m3/min （2）按工作面同时工作的最多人数计算 工作面同时最多工作人数为45人计，每人每分钟需4 m3新鲜空气。则所需风量：Q采=445=180 m3/min （3）按气候条件计算Q采=Q基本K采高K采面长K温=60（ ）2.60.71.51.31.0967.7 m3/min16.1 m3/s 式中：Q采回采工作面需要风量，m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；Q基本=60工作面控顶距工作面实际采高70%适宜风速K采高回采工作面采高调整系数，取1.5：K采面长回采工作面长度调整系数，取1.3；K温回采工作面温度调整系数，取1.0。 （4）按工作面温度计算： Q采=60VcSc 式中：Vc回采工作面适宜风速，取1.0 m3/s；Sc回采工作面平均有效断面，m2：Sc=（L大+L小）/2HK面L大工作面最大控顶距，4.86m；L小工作面最小控顶距，4.23 m；H工作面采高，2.6m；K面工作面有效断面系数，取0.70；则：Sc=（4.86+4.23）22.60.70=8.3 m2Q采=601.08.3=498 m3/min 根据以上计算结果，3110工作面总需风量为1827m3/min。本次设计3110工作面需风量取1900 m3/min。2、回采工作面风速验算 3110回采工作面风量为1900 m3/min。 规程规定，采煤工作面的允许风速最低为0.25m/s,最高为4 m/s。回采工作面风量应满足：15ScQ采240Sc 15Sc1511.9178.5 m3/min 240Sc24011.92856 m3/min综上，回采工作面风量Q采=1900 m3/min满足煤矿安全规程风速要求。参照3106回采工作面风量配比，3110回采工作面回风顺槽风量为800 m3/min，3110回采工作面专用排瓦斯巷风量为1100 m3/min。3110回采工作面运输顺槽巷道断面为12.6 m2，风速为2.5 m/s。满足要求。3110回采工作面回风顺槽巷道断面为10.2 m2，风速为1.3 m/s.满足要求。瓦斯尾巷巷道断面为6.9 m2，风速为2.65 m/s。满足要求。4.2.3通风路线1、新鲜风副井轨道上山3126运输顺槽工作面主井轨道上山3126运输顺槽工作面2、污风工作面3130巷回风上山总回风巷回风立井工作面3128巷回风上山总回风巷回风立井4.2.4瓦斯防治（一）瓦斯检查工作面瓦斯检查员巡回检查，按规定进行定时检查，检查点主要有工作面、工作面的上隅角，瓦斯尾巷，混合风流，回风巷风流。瓦斯记录牌设在回风巷距工作面50m处，检查结果要及时填写。（二）瓦斯监测1工作面机组司机携带便携式瓦斯报报警仪一个，发现瓦斯超限，（1.0%），及时停机割煤。2工作面采煤机必须设置机载式瓦斯传感仪一个，其报警浓度1.0%，断电浓度1.5%，复电浓度1.0%，断电范围为采煤机电源。3在工作面上隅角设瓦斯传感仪一个（T1），其报警值1.0%，断电值1.5%，复电值1.0%,断电范围为：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。4在回风顺槽距工作面1015m范围内和回风顺槽与机电硐室通道向里1015m处各设瓦斯传感仪一个（T2、T3），其报警值1.0%，断电值1.0%，复电值1.0%，断电范围为：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。5在瓦斯尾巷距混合风流以处1015m范围处设传感器一个（T4），其报警值1.0%,断电值1.0%,复电值1.0%,断电范围为:工作面内及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。6、在瓦斯尾巷距混合风流以内1015m处安设一个瓦斯传感器（T5），其报警值2.5%,断电值2.5%，复电值2.5%,断电范围为: 工作面内及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。4.2.5综合防尘系统（一）防尘供水系统地面静压水管副井胶带上山3126进风顺槽工作面地面静压水管副井回风上山3130回风顺槽工作面（二）防尘措施1、采煤机要有完好的内外喷雾装置，保证开机洒水，否则严禁割煤。2、各转载点要有洒水装置，保证开机洒水喷雾。3、运输顺槽，回风顺槽必须布置防尘管路，运输顺槽每隔50m、回风顺槽每隔100m设一洒水阀门，定期洒水，保证巷道清洁。不得有厚度超过2mm,连续长度超过5m的煤尘堆积。4、工作面设备必须保证班班整理，保持清洁5、开机时，机组前后三架支架的喷雾必须全部打开，放煤时，放煤架喷雾必须打开。6上下出口距工作面不超过30m各安设一组净化水幕，水幕应封闭全断面，灵敏可靠、雾化好，使用正常。4.3排水工作面水害主要是顶板淋水，涌水量不大，因此工作面进、回风顺槽低洼处布置小水仓，安装小水泵进行排放水。4.3.1排水线路工作面运输回风顺槽采区水仓主水仓地面4.4供电三一一零综放面及运输、回风顺槽供电电源引自中央变电站（6KV）高 压，经高压电缆MYJV22-370mm2约1200m供给综放三台移变（KBSGZY2-T-1000/6/1.2型一台、KBSGZY2-T-800/6/1.2型2台），经配电开关分别以1140V电压供给采煤机组，前后刮板输机及转载机及破碎机等设备，以660V电压供给DSJ100/100/2160胶带输送机、乳化液泵站、喷雾泵站及回风顺槽等设备。4.5通信、照明4.5.1通信系统三一一零综放工作面及运输顺槽均安装KPT-1型扩音电话，并在工作面机头，运输顺槽口各安设电话与地面调度室及其它地点联系。4.5.2照明系统工作面每五架安设DJC18/127(B)支架专用照明灯一个，运输顺槽每30m 安设DGS-13/127Y隔爆型照明灯一个。5.劳动组织和主要技术经济指标5.1劳动组织5.1.1作业方式采用“三八”制作业，二班生产，三班维修，日推进五个循环。循环进度0.6m，循环产量636吨，每月工作面推进90m，月产量9.54万吨，5.1.2劳动组织零点班八点班四点班合计组长2226机组司机2125煤溜司机224移架放煤端头支护工64616皮带司机112电工112移变工112转载机司机112送餐工1113跟班队长1113三机维修工44皮带维修工66电气维修工33支架维护工22队部44合计18271864合计需要人数：647288（人）5.2主要技术经济指标工作面主要经济技术指标表序号项目单位指标1工作面长度米1502可采长度米8703采放比1：1.274循环产量吨6365日循环数个56日产量吨31807月产量吨954008截齿消耗个/万吨89油脂消耗元/万吨78010坑木消耗米3/万吨1011回采率（综合）9312日出勤工数个6313直接工效吨/工34.5914含矸率106. 煤质管理1.加强工作面回采期间的顶帮管理,防止冒顶落矸,尽量减少矸石来源2.工作面支架拉架时采用及时移架方式，片帮严重时采用超前支护方式，防止顶板掉矸。3.专人放煤，放煤时，一旦见矸石及时停止放煤，升起尾梁，伸出插板，防止矸石进入煤溜中。4.控制各转载点的喷雾，做到使用时打开，不使用时及时关闭，降低煤的水分。5.及时排水，防止过量水混入煤中。6.割煤司机要掌握好采高，不得啃底。7. 安全技术措施7.1一般规定1、严格执行煤矿安全规程（2004年版），操作规程及上级的其它规定。2、工作面投产后，针对工作面的实际情况，及时对本规程进行补充。3、工作面开工前，全队职工脱产学习12天煤矿安全规程（2004年版）操作规程及本规程。4、作业规程贯彻学习后，参加学习的人员必须签字并经考试合格后方准上岗。5、所有工种必须经过专业培训，并获得资格证。6、凡在岗作业人员必须持有上岗证和特殊工种资格证，否则不准上岗。7、综放工作面采放综合采出率不得低于93。7.2顶板控制7.2.1采煤机割煤1、采煤机割煤时，必须执行煤矿安全规程（2004年版）第69条中有关规定。2、根据采高要求，将工作面顶、底割平，煤壁割直，不得留伞檐。3、采煤机每班配三名采煤机司机，割煤时不得少于2名，割煤时司机注意力要集中，随时注意顶板，底板，煤层煤质情况，输送机的负荷情况。4、割煤时，两滚筒前、后6m内不准有人，人员需通过时，必须停止采煤机，人员过后再开机割煤，采煤机割至上、下端头时，要设专人看守，防 止外部人员突然闯入，发生意外。5、割煤中如果顶板破碎或出现片帮冒顶时，采煤机必须停电闭锁，等顶板处理好后，再开机割煤。6、采煤机司机跟机操作时，要做好自主保安，防止煤帮片帮，掉矸和滚筒割煤甩出的煤块伤人。7、不准用采煤机拉、运其它设备、物料。8、采煤机遇夹矸，底鼓等构造时，要制定措施进行松动爆破，严禁用采煤机直接硬割。9、采煤机司机要坚持“八不割”操作原则：即无水不割；顶板破碎采面移架跟不上不割；中部槽内的大块矸石、物料未处理不割；风量不足不割； 瓦斯浓度超限不割；瓦斯涌出量异常不割；停刮板输送机不割；要保持采面 顶、底割平。10、采煤机内外喷雾达不到规定水压时，必须增设喷雾泵。11、采煤机牵引速度2.5m/min。7.2.2移架1、移架严格按本工种操作规程进行，并持证上岗。2、移架前应先检查支架完好，部件齐全，管路畅通，无漏窜液现象，操作手柄灵活可靠，各管路所有接头必须用U型卡，不准用铁丝代替。3、采煤机前滚筒割煤1.5m后，伸出护帮板支护顶板，移架滞后采煤机46架进行，顶板破碎或片帮时，必须提前移架，带压移架，少降快拉，禁止相邻两架同时移架，移架时下方严禁站人或行人。4、移架时，必须两人以上作业，其中一人操作移架，操作时，注意观察顶板，煤壁及支架直线情况，身体不能伸到支架顶梁以外，不能站在两架间操作，要站在架内操作，防止架间掉渣或片帮伤人，不能站在底座前、推移千斤顶和推移杠上，防止移架时挤伤脚，并要注意底座的移动情况，防止挤电缆，同时注意降架不能造成太大的错差，防止架间掉渣伤人。另一个人站在相邻支架的安全地点，观察支架的移动情况，及时通知操作者调整支架。5、移架时要移直，保证采煤支护符合质量标准。6、拉不动的支架要找明原因，不能硬拉，必要时，可用单体柱将支架顶到位，尽量减小顶板悬顶时间，操作时，单体柱位置要合适，并采取远方供液，人员躲至安全地点。7、移架后，要及时伸出护帮板，防止片帮。8、移架时，要注意调架，防止支架咬架，错台，歪架。9、移架、调架时，严禁人员在支架下停留或通过。7.2.3推移输送机1、推移输送机前，必须认真检查千斤顶的连接装置及供液管路，确认无故障后，方可进行操作。2、推移输送机必须从采面一头向另一头顺序推移，禁止从两头向中间推移。3、推移输送机必须与采煤机保持距离1215m，弯曲段不小于15m。4、除移机头，机尾外，禁止在输送机停止时推移输送机，防止输送机底槽憋煤，造成憋死刮板输送机或断底链。5、输送机推不动时，不能硬推，必须查明原因，处理后再推。6、推输送机要注意输送机平直，低凹处必须垫平，煤壁侧严禁站人，严禁人员通行。7、推移机头，机尾时，要有专人指挥，专人操作。8、机头、机尾必须推够进度，不得超前或落后。输送机机头与工作面运输巷输送机搭接要合理，底链不拉回头煤。7.2.4推机头，机尾1、采煤机割透机头（尾）处煤壁后，要及时维护顶板，当采煤机离开机头或机尾15m时，停止采煤机和前部输送机运转，待停电闭锁后，作业人员方可进入煤壁侧工作，并要敲帮问顶，专人观顶，严禁空顶作业。2、推机头（尾）前，要将机头（尾）前方的超前支护的单体柱前移，将机头（尾）前方的浮煤清理干净，落平底板，以便顺利推移输送机机头（尾）。7.2.5放顶煤措施1、为保护支架不受大的冲击力，必须在老顶初次来压后方可放顶煤，当落煤盖不严支架时，可局部放煤或交错放煤，当初次来压结束后，方可正常放煤，严禁未来压前全部支架放煤。2、放煤工必须经过专门培训，持证上岗。3、放煤时，一定要注意煤溜的运煤量情况，预防放煤过多致使煤溜超负荷运转或压死，大块炭堵塞放煤时，要反复升降支架尾梁及插板将炭块破碎。4、顶煤放尽后，及时伸出插板，预防矸石滑入后部溜。5、放煤距采煤机不得小于10m。6、两人放煤间距不小于5m。7、放煤时，5m左右范围内严禁站人及通过。7.2.6提高采出率措施1、放顶煤必须坚持合理的放煤作业方式，严格执行见矸关闭放煤口的原则。2、工作面初采时，可视顶板情况放一部分顶煤，减少煤炭损失，提高回采率。3、工作面收尾时，尽可能少丢煤，减少煤炭损失。4、安排专人清煤，对架前架后，工作面运输巷，回风巷端头处的浮煤清净。以清到底板为准。7.2.7提高煤质措施1、队里成立以队长为首的煤质管理小组，制定确实可行的奖罚政策。2、放煤时，一旦见矸应及时关闭放煤口。3、严格控制工程质量，加强顶板控制，减少冒顶事故的发生。4、控制转载点的喷雾和其它水源，做到使用打开，不使用及时关闭，降低煤的水分。5、遇底板鼓起或过断层时，尽量少破岩石，大块矸石要拣出，严格执行煤岩分装分运。7.3机电安全技术措施7.3.1绞车使用管理1、小绞车司机必须持证上岗，并严格按小绞车司机操作规程进行作业。2、开车前，认真检查绞车的各部件，绞车的压戗杆或地锚、钢丝绳及绳皮，绳片、护绳以及绞车上部顶板情况，发现问题及时处理。3、开绞车前，先试运转，检查制动闸，离合闸是否可靠，声音是否正常，发现问题及时处理，不得带病作业。4、听到开车信号后要回铃，然后方可开车。5、司机必须注意力集中，听准信号，发现异常及时停车检查原因。6、开车时，司机要注意钢丝绳在滚筒上的缠绕情况，严禁咬绳，底绳在滚筒上缠绕不得少于3圈。7、矿车未停稳时停绞车前，严禁松开制动闸，绞车到终点后应及时停车，绞车的轴承温升和油量必须符合要求，否则必须停电。8、不准去掉绞车的护绳板，不准反向拉车。9、当钢丝绳断丝超限后必须更换，否则不准使用。10、使用好一坡三挡，用矿车或材料车运设备时，必须用三环链连接，卸时车要停稳，并在车的后端打好挡车器。严禁放飞车。挡车器必须随时关闭，不能常开。7.3.2工作面刮板输送机操作1、司机必须持证上岗，严格按煤矿技术操作规程和煤矿安全规程中有关的内容执行。2、开机前要认真检查机头，机尾的传动装置，连接环、刮板等各部件必须齐全，机头，机尾的压柱要牢靠，操作按钮灵活可靠。3、开机时要发出信号，听到返回信号后，先点动二次，再正式开机，严禁无信号开机。4、当输送机因负荷过大而停机时，不准开，必须人工将中部槽的煤清出后，方可开机。5、司机必须注意力集中，随时注意刮板输送机的情况，发现刮板出槽，漂链，大木料、支护用梁，大块矸到机头时，必须立即停机处理。6、听到停车信号或信号不清，发现有人在刮板输送机上时，必须立即停机。7、操作按钮必须上牌板管理，不准放在地上或其他设备上。8、工作面刮板输送机必须安设能停止和启动信号的装置，发出信号点的间距不超过15米。7.3.3采煤机操作1、采煤机司机必须持证上岗，严格执行煤矿工人技术操作规程中“滚筒采煤机司机”一节的有关内容。2、割煤时，司机要注意齿轮情况，齿轮接头不平时，必须停机处理，严禁强行通过。3、当运输机上有大块煤矸以及单