最新2744-4工作面设计开采说明书汇总
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14#410盘区正式设计说明书
第一部分 14＃层410盘区开采设计说明书第一章采区概况及地质特征第一节采区概况一、位置、开采范围与邻近采区关系：14-2煤层410盘区位于煤峪口矿井田西北部，东南与408盘区（正在开采）相接，东部隔矿界煤柱与忻州窑矿相邻，北部与412盘区相接（14-2煤层未采），西部以900大巷为界。
盘区走向长约2080米，倾斜长1020米，面积约2082360平方米。
二、地貌、埋藏条件和钻孔情况：14-2煤层410盘区与地表对照，北部及中部较平坦，多为黄土覆盖。
北西部及南部沟谷发育，沟谷以E-W向延展，长度为500-900米，沟谷最大切割深度为35米，沟底局部基岩出露。
埋藏深度330.8-354.2m，西南部设有本矿西三、西四风井。
地表海拔高度为1287.8-1325.4米，煤层底板标高956-996.1米。
三、储量：14-2煤层410盘区地质构造属一类简单型。
储量级别的确定主要取决于煤层的稳定程度及钻孔的工程线距。
储量划分为A级储量。
容重为1.37吨/米3。
盘区北西部3-A，面积1165840米2，煤厚2.21m，储量353.0万吨；盘区中西部6-A，面积192120米2，煤厚1.60m，储量42.1万吨；盘区南东部4-A，面积724400米2，煤厚1.48m，储量146.9万吨。
共计工业储量542.0万吨，可采储量420.6第二节地质特征一、地质构造：该区地质构造简单。
主要的地质构造为：1、煤层总体由北西向南东呈单斜层布，煤层倾角1-5°，平均2°。
2、受次一级褶皱构造的影响，盘区中部发育宽缓的背斜、向斜构造，两翼煤层倾角2-5°，对煤层开采影响不大。
3、由11、12#410盘区揭露的断层推断14#410盘区的预测断层F1、走向15°，倾角285°，落差2.2-2.68m。
二、煤层：该盘区14-2煤层全区内赋存，煤层厚度1.1-2.92m，平均1.75m，为井田内主要可采煤层之一。
采区设计说明书
采区设计说明书目录第一章采区概况和地质条件 .............................. 错误!未定义书签。
第一节采区概况 . (1)第二节采区地质 (1)第二章采区储量和生产能力 (2)第一节采区储量 (2)第二节采区生产能力和服务年限 (3)第三章采区巷道布置 (4)第一节采区巷道布置方案选择 (4)第二节工作面长度确定 (6)第三节工作面接替顺序 (7)第四章采煤工艺 (8)第一节采煤工艺方式确定 (8)第二节工作面设备选型和支护方式 (8)第五章采区生产系统 (10)第一节采区运煤运料排矸系统 (10)第二节采区运输系统及运输方式 (10)第六章采区通风 (10)第一节采取通风系统 (10)第二节采掘工作面及硐室所需风量计算 (12)第三节采区总供风量 (14)第四节风量分配 (14)第五节风量验算 (15)第七章采区主要技术经济指标 (16)第一章采区概况和地质条件第一节采区概况本采区西部为井田边界，东部为三采区，上部-50m标高以上为风化带煤柱，下部边界标高-250m。
采区内地质构造简单，为单斜构造。
区内无断层和褶曲，东部局部有火成岩侵入。
无大的含水层和地下水，开采条件较好。
运输和回风石门标高分别为-250m和-50m。
采区生产能力110万吨第二节采区地质本采区内仅有两成煤，厚度及顶板岩性见下图。
煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为3-12个月。
煤岩爆炸指数为34-70%。
煤层瓦斯含量小，采区所属矿井属于低瓦斯矿井。
地层岩性柱状图第二章采区储量与生产能力第一节 采区储量1采区资源储量储量计算公式为：d M S Q ⋅⋅=/cos θＱ——储量（万吨） Ｓ——面积（m2） M ——厚度（m ） d ——容重（t/m3） θ──煤层倾角采取储量：Q= 2000×910×+×÷cos12°=(万吨)2采区设计可采储量设计可采储量公式:ZK=（Zg-p ）×C 式中： ZK---- 设计可采储量, 万t ； Zg---- 工业储量，万t ；p---- 永久煤柱损失量，万t ；C---- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。
工作面瓦斯抽放设计说明书
28410工作面瓦斯抽放设计说明书一、工作面概况：1、地面及井下位置：28410工作面地面位于南华沟右侧山梁上，植被发育，灌木丛生,官12、官37号钻孔位于工作面内。
盖山厚度254~421米。
工作面井下跨越中四、南四采区，工作面东侧为28408采空区，西侧为未采区，上部为16401、16403、26408工作面采空区.6＃与8#煤层间距为22。
22米.工作面由正巷、副巷、及切眼组成。
该工作面走向1563-1504m,倾斜长230m,煤(矿)层厚度5。
81m,可采储量1734812t。
2、煤层赋存情况：8＃煤层厚度5。
81米，结构复杂,靠上部含两层夹石，夹石厚度分别为0。
67、0.70米，其中上夹石厚度变化较大,中部夹石呈透镜体。
不稳定,常尖灭，煤层倾角20--—130，煤实际厚度4—4。
4米。
3、顶底板情况:老顶：泥岩,灰色，含黄铁矿及植物化石,顶部遇酸起泡。
厚度1.5米。
直接顶:石灰岩，深灰色，质不纯，含方解石脉及动物化石.厚度2.67米直接底：细粒砂岩，灰黑色，含黄铁矿。
、厚度1。
2米4、水文地质:1)工作面顶板灰岩为含水层,施工过程中在向斜轴部,遇地质构造及顶板裂隙带时会有淋头水渗出,对掘进有一定影响。
工作面上部为16401、16403、26408工作面采空区，采空区有积水,开采前已进行探放水工作，但预计局部低洼处仍有采空区积水，回采时预计沿落山渗入工作面。
2）8＃煤层为不带压开采煤层.5、其它地质情况：瓦斯绝对涌出量7m3/min煤尘爆炸指数：13.36%煤层自燃倾向性：8＃煤层为易自燃煤层6、巷道布置及工作面基本参数：工作面由正巷、副巷、切眼构成，走向长度1563—1504米，工作面倾斜长度230米.7、采煤方法：采用倾向长壁后退式全部跨落的综合机械化采煤方法，采高4米。
8、瓦斯来源：工作面瓦斯来源主要为本煤层9、通风方式：该工作面采用副巷进风、正巷回风的“U”型通风系统。
二、瓦斯抽放方法：1、工作面回采时,为有效治理回风上隅角的瓦斯，采用井下移动瓦斯抽放泵，在回风巷内敷设PE瓦斯抽放管路进行工作面沿空埋管抽放.即在工作面回风巷内沿空埋管，在抽放管路上安设抽放三通和垂直钢管，进行工作面采空区抽放。
204机采工作面作业规程
贞丰县挽澜绿荫塘煤矿204机采工作面作业规程编制：赵修昶矿长：赵小笑总工程师：张运罗施工负责人：编制日期：2012年1月8日参加会审人员：矿长：总工程师：生产矿长：安全矿长：机电矿长：工程师：年月日参加复审人员：矿长：总工程师：生产矿长：安全矿长：机电矿长：工程师：年月日第一章工作面概况第一节工作面位臵及井上下关系表1-1 工作面位臵及井上下关系表概况煤层名称K2煤层水平名称采区名称二采区工作面名称204工作面地面标高（m）工作面标高（m）+960米地面位臵工作面地面位臵位于工业广场SE30度方位的高山上，工作面地表最高处，标高+1267m。
地表无建筑物，均为荒山，无农田。
井下位臵及四邻采掘情况工作面位于+960m水平二采区南翼，工作面北部为205机采工作面，东部为我矿井田范围内，未开拓煤体，南部为我矿井田边界线，西部为我矿开采完毕的202采煤工作面。
回采对地面设施的影响评估工作面开采范围的地面均为荒山，无农田、无任何建筑物及其他设施，因此，矿井井下开采对地表没有直接影响。
走向长（m）140~130 倾斜长（m）480~570 斜面积（m2）71048 . 135 525第一节工作面基本参数表表1-2 主要开采技术条件表序号项目单位内容1 矿井瓦斯等级低瓦斯矿井2 工作面瓦斯涌出量m3/min 1.123 开采煤层编号K2煤层4 煤层牌号气肥煤5 煤层厚度m 1.26 煤层倾角°4°7 煤层硬度 f 1.68 顶板类别Ⅱ9 煤尘爆炸指数%10 煤层自燃发火二类自燃11 煤与瓦斯突出危险性无12 采煤方法倾斜长壁13 采煤方式普通机械化14 通风方式U型通风15 煤尘性质有爆炸危险性第三节煤层及其顶底板情况表1-3 煤层情况表煤层情况煤层总厚度（m）1.15~1.25 煤层结构煤层倾角（o）3~51.2 简单结构 4可采指数100% 变异系数（%）稳定程度稳定工作面开采煤层为K2煤层，俗称五层荒。
《工作面设计说明》doc
国阳二矿470水平七采区80706工作面供电说明书技术员主任工程师主任国阳二矿机电工区2005年2月20日一、工作面概况80706工作面位于470水平七采区。
工作面采长170米，顺槽长1330米。
通风系统为一条进风巷一条回风巷。
如图所示，该工作面为低位放顶煤工作面。
截煤使用电牵引采煤机，工作面设前、后工作溜分别将采煤机截煤和放顶落煤输送至顺槽转载机,经顺槽转载机到顺槽头部、二部皮带输至过道溜，输至六采采区皮带进入六采煤仓或输至五采采区皮带进入五采煤仓。
80706工作面高、低压电源均来自七采配，七采配距80706工作面下料巷回风口约120米，距80706工作面顺槽进风口大约290米。
二、供电系统的拟定:80706工作面高、低压电源均来自七采配。
1、其中，进风设设备列车一趟，电源由七采配输出两趟UGSP高压电缆提供，经移动变电站变为1140伏满足采煤机、前工作溜、后工作溜、转栽溜、破碎机、乳化液泵的动力供电要求。
2、另外，在距进风口10米处增设零时配电点，电源由七采配输出一趟UGSP高压电缆提供，经变电站变为1140伏电压满足顺槽进风两部皮带和过道溜的动力电源。
3、进、回风660伏系统由七采配所设315KVA变压器直接提供电源。
4、其余，采区皮带的动力电源，由原动力电源提供，只将原采区皮带加以延长。
三、80706工作面机电设备配备统计表四、短路电流计算本设计的短路电流计算是将各种电缆长度换算为U－502的电缆后，根据换算长度查《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》得到短路电流值，所选各电缆干线短路电流值如下表：五、各用电负荷开关及馈电开关的整定和校验1、控制660V系统总开关BKD9-400Z/660I Q+K X∑Ie=292.5+0.8(＋40.4＋13.7＋2×13＋34＋2×20)=459A取1200A灵敏度校验I(2)d/I z=5368/1200=4.7>1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=1200=3I e实际负荷Ie＝168 A 过流整定为I ze＝0.4 Ie2、控制进风660V系统分路开关DW80-200I Q+K X∑Ie=130+0.8(20＋13＋20)=172.4A 取200A灵敏度校验I(2)d/I z=421/200=2.1 满足灵敏度整定为I zd=2003、头部顺槽皮带1140V系统保护开关BKD9-400Z/1140I Q=1000A 取3I e =1200A灵敏度校验I(2)d/I z=1843/1200=1.53>1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=3I e4、控制进风顺槽二部皮带1140V系统分路开关KDZ-630/1140I Q+K X∑Ie=1000+280A 取1890A灵敏度校验I(2)d/I z=5672/1890=3>1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=1890=3I e 实际负荷Ie＝420A 过流整定为I ze＝0.6 Ie5、控制回风660V系统分路开关DW80-200I Q+K X∑Ie=292.5＋0.5（40.4＋13.7＋13＋34＋20）=350A 取600A灵敏度校验I(2)d/I z=1958/600=3.2>1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=600 A6、控制回风660V系统分段保护开关DW80-200I Q+K X∑Ie=238＋0.5（13＋20）=255A 取300A灵敏度校验I(2)d/I z=475/300=1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=300 A7、1#KJZ-1000/1140馈电开关I Q+K X∑Ie=759＋3×198=1332A 取2500A灵敏度校验I(2)d/I z=5460/2500=2.1>1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=2500 A实际负荷Ie＝794 A 过流整定为I ze＝700 A8、2#KJZ-1000/1140馈电开关I Q+K X∑Ie=1058.2＋250＋（146＋80＋78）=1612A 取2500A灵敏度校验I(2)d/I z=6848/2500=2.8>1.5 满足灵敏度短路整定为I zd=2500 A实际负荷Ie＝744 A 过流整定为I ze＝700 A9、其他低压开关均根据《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》进行电缆支线保护的计算和校验，结果全部满足供电要求，计算经过略，其整定值如下表：10、动力电源高开的整定1、带设备列车移变KBSGZY－1600/6/1.2高开的整定短路 (I Qe+K x∑I e)/K b I ge=[759+(190+190+190)]/5×300=1.1 取n=2 I e短路校验I(2)d/K b I z=10800/3000=3.6>1.5 满足要求过载按变压器一次侧额定电流192.5A 取0.6 I e 2、带设备列车移变KBSGZY－630/6/1.2×2高开的整定短路 (I Qe+K x∑I e)/K b I ge=[1058+(250+160+146)]/5×300=1.1 取n=2 I e 短路校验I(2)d/K b I z=9316/3000=3.1>1.5 满足要求过载按变压器一次侧额定电流150A 取0.5 I e3、带660V系统的移变KBSG－315/6/0.69高开的整定短路(I Qe+K x∑I e)/K b I ge=[292.5+0.8(＋40.4＋13.7＋2×13＋34＋2×20)]/8.7×100=0.53取n=2 I e短路校验I(2)d/K b I z=5699/8.7×200=3.2>1.5 满足要求过载按变压器一次侧额定电流30.3A 取0.3 I e4、带1140V系统的移变KBSG－800/6/1140高开的整定短路 (I Qe+K x∑I e)/K b I ge=[1000+520]/5×200=1.52 取n=2 I e短路校验I(2)d/K b I z=6061/5×400=3>1.5 满足要求过载按变压器一次侧额定电流76.9A 取0.3 I e六、接地系统1、设备列车前后各设一处长0.75米镀锌铁管接地极。
采矿设计说明书
采矿设计说明书内蒙古科技大学本科生毕业设计说明书〔毕业论文〕题目：石宝铁矿中区年产115万吨露天开采方案与矿山平安专篇〔采矿工艺平安〕设计先生姓名：邢琦亚学号：20040609227专业：平安工程班级：安2004-2班指点教员：王文才教授摘要本次设计的标题是石宝铁矿中区年产115万吨露天开采方案与矿山平安专篇设计。
露天开采设计方案中，底部周界初步定在1488水平，开采深度180米，台阶高度12米，最终边坡角68°，经济合理剥采比确定为5.0m3/m3，设计开采年限19年。
结合矿山的地质地形条件，选用公路运输开拓，回返式调车，单斗开掘机-汽车工艺，固定坑线开拓系统。
选用WK—4型电铲，贝拉斯—540A型汽车来完成采装义务。
选用KQ—150型潜孔钻机停止穿孔作业。
爆破采用多排孔微差爆破，采用导爆管雷管起爆器。
平安专篇设计中，主要引见了露天采矿穿孔、爆破、装运、排土、防排水等环节应留意的平安效果以及炸药库、加油站存在的风险隐患，另外还就平安管理的内容停止了复杂的表达。
本次设计共完成说明书一本，图纸28张。
关键词：露天开采境界采剥开拓采矿工艺平安AbstractThe design of the topic is Opencast working project with an annual output of 1.15 million tons in central of SHIBAO Iron Ore and the design of mine safety chapter. In the design of opencast working project, the bottom boundary is tentatively defined as 1488horizontal line, mining depth of 180 meters, open pit bench 12 meters high, the final slope angle 68 °, economically rational stripping ratio defined as 5.0 m3/m3, design mining 19 years. Combined with mine geological terrain conditions, road transport development, the return-transfer vehicle, single-bucket excavators-automotive technology, fixed-line pit developing system are selection.Selection of WK-4 electric shovel, BeilaSi -540 A-type vehicle is to complete the task of mining equipment. Selection of KQ-150 submersible drilling rig is for perforation operations.Blasting adopt a multi-hole millisecond burst, detonating the detonator of detonators. In the design of safety chapter , mainly known the opencast mining perforation, blasting, Loading-Transport, dumping, anti-drainage, and other links should pay attention to the safety issues and the danger of hidden dangers exist in the explosives, gas stations, also a simple narrative is made on the safety management of the content . The design complete one illustrate book, twenty-eight drawings.Key words:Surface Mining Realm Development Mining Technology safety目录摘要.............................................................................................. 错误!未定义书签。
南采区1234地质说明书
南采区1234回采工作面地质说明书南采区1234工作面自2006年7月16日开采以来，地质条件一直趋于正常，工作面煤厚达 1.8—2.0m，切眼内煤层底板坡度向十四顺槽方向倾斜-8°，且煤层赋存稳定，给安全高效生产创造了有利的先天条件。
工作面现已推进至距东南副巷730m处，为了能够对工作面的地质条件发生变化有一个提前的预知性，并及时作出相应的开采计划，现根据十三、十四顺槽在掘进过程中所揭露的地层，对该回采工作面的地质情况作一简要的说明。
一、断层1、十三顺槽内距副巷188米处遇一正断层，断层编号ND131，走向40°，倾向130°，断层面倾角26°，落差约2m。
巷道内靠工作面一帮过断层长23m，另一帮过断层长17m，煤层正常后煤厚达1.6m，伪顶0.7m，该断煤层底板呈双向倾斜状态，即向里倾斜-7°，向右帮倾斜-13°，最大倾斜段达-10°、-15°。
2、十三顺槽距副巷552m处遇第二断层，断层编号ND132，断裂带煤岩混杂，地压较大，顶板破碎，该断层与六联络巷相邻，联络巷闭墙口又有1211#采空水涌出，造成该巷道断面小，行人困难。
巷道内过断层长23m，掘进时巷道坡度-6°，遇断层前煤厚1.5m，伪顶厚0.2m。
3、十四顺槽距副巷370m处遇小型逆断层，断层编号ND141，断层走向55°，断层面倾角18°，断层两盘几乎在同一水平。
靠工作面帮断层长10m，另一帮煤层没有间断，但煤层明显变薄，断层处低凹且有积水，遇断层前煤层底板坡度为-8°。
二、向斜构造与煤层变薄区1、十三顺槽距副巷310m处有一向斜构造，该距离处亦为向斜轴部，因地层在挤压形成向斜构造过程中地应力较大，使该区煤层严重变薄，且无伪顶，煤层最高处达1.5m，最低处仅0.5m，平均煤厚1.0m，该区长达70余米。
煤层正常后厚度达到1.75m，伪顶0.4m，煤层底板坡度为-3°—- -4°。
采矿工程毕业设计说明书(2)汇总
表4-4 罐道布置形式的适用条件及优缺点布置形式适用条件优缺点罐道布置在容器一侧单侧适用于钢轨罐道长条形罐笼提升井筒优点：井筒装备简单、罐道梁少、省钢材、容器运行平稳、通风阻力小、便于下放大型设备。
缺点：闭口滑动罐耳磨损严重，改用刚性滚动罐耳，磨损可减小。
罐道布置在容器两侧双侧适用于提升容器长宽比不大，采用钢轨罐道的箕斗井或木罐道的罐笼井缺点：井筒装备比较复杂、罐道梁多、耗钢材、通风组了相应加大、罐道布置在罐道梁中心，罐道承受弯矩大，容器运行平稳性差，摆动大。
现一般不采用。
罐道布置在容器两端端面适用于提升速度高、终端荷载大，长条形容器的单水平提升；近年来多用于多绳提升、型钢组合罐道和胶轮滚动罐耳的井筒中优点：井筒装备简单、容器布置紧凑，断面利用率高、有利于降低通风阻力，容器摆动小，运行平稳。
根据这三种布置形式的优缺点和适用条件，结合本矿井的实际情况，选取罐道布置在容器一侧的布置形式，如图4-4所示5．井筒断面的确定方法以煤矿中典型的罐笼提升带梯子间的井筒为例，其断面布置及有关尺寸如图所示。
初步选定井筒断面布置，罐笼规格以及罐道、罐道梁尺寸型号后，即可计算井筒断面内提升间和梯子间尺寸。
具体计算过程，参照《采矿工程设计手册》。
本次设计确定井筒直径D＝6.5m。
6.立井支护a 支护类型。
根据本矿井是地质复杂、井下水多的实际情况和上表中所述的各种支护类型的适用条件，选取整体浇注式的立井支护类型。
b支护材料的选择：在上面支护类型选定为整体浇注式后，根据《煤矿矿井采矿设计手册》，加上本矿井的立井延伸较深，所受的地压大，所以要选取强度较大的支护材料，因此，决定选用混泥土及钢筋混泥土作为本矿井的支护材料。
7.立井井壁厚度：根据以上计算的地压值，再参照《采矿工程设计手册》上的有关计算方法。
确定支护厚度取值为500mm。
3）．回风井井筒风井井筒净直径7m，井口绝对标高+23m，井筒总深度290m。
本井筒为矿井回风之用，并设有封闭梯子间兼作矿井的另一安全出口。
104工作面设计说明书
工作面设计说明书第一部分 14-1104工作面设计方案根据公司采掘衔接计划安排，14-1102工作面掘进工程完工后，掘进衔接顺序为14-1104、14-1106工作面。
14-1107胶带顺槽在掘进时按方位角1790施工，如14-1106工作面上顺槽按方位角1800设计施工，则14-1107和14-1106工作面回采后，两工作面之间将有一部分储量损失，为了杜绝资源浪费，合理布置14-1104、14-1105、14-1106工作面，现有四种方案进行比较，方案如下：一、各方案工作面布置情况概述方案一：1、14-1104工作面：14-1104上、下顺槽与14-1103上顺槽平行布置。
104上顺槽与105下顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中），104下顺槽与103上顺槽留设巷道保护煤柱20m（中至中）。
上顺槽设计长度为2341m，下顺槽设计长度为2254m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。
切眼设计长度为180m（中至中）。
2、14-1105工作面：14-1105上顺槽与14-1107下顺槽平行布置，下顺槽与14-1103上顺槽平行布置。
105上顺槽与106下顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中），105下顺槽与104上顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中）。
上顺槽设计长度为2490m，下顺槽设计长度为2366m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。
切眼设计长度为162m（中至中）。
3、14-1106工作面：14-1106上、下顺槽与14-1107下顺槽平行布置。
106上顺槽与107下顺槽留设巷道保护煤柱20m（中至中），106下顺槽与105上顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中）。
上顺槽设计长度为2626m，下顺槽设计长度为2623m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。
切眼设计长度为180m（中至中）。
见附图1：《4-1煤层104、105、106工作面平面布置图（方案一）》方案二：1、14-1104工作面：14-1104上、下顺槽与14-1107下顺槽平行布置。
XXX综采工作面设计说明书范本
XXX综采工作面设计说明书范本一、概况1.工作面范围及四邻采掘情况该工作面下顺槽开口连接-470m胶带机石门，上顺槽连接-400m 机轨合一石门，东部临近辅3线，为8煤的第一个采面，上下部无采动。
对应地表为农田及水系。
该面回采走向长285m，倾斜宽180m，面积51300m2，可采储量21.2万吨。
2.煤层情况本面8煤层赋存稳定，8煤，粉末状为主，少量粒状；煤厚1.5～4.0m，平均3.0m,8煤层结构复杂，8煤层的硬度系数在0.5左右。
3.煤层顶底板情况5.水文地质情况本面水文地质条件较简单，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水和断层水，预计最大涌水量：20(m3/h)，正常涌水量：0～5(m3/h)。
6.其它煤尘：具有爆炸危险性。
煤的自燃：具有自然发火性，自燃等级为不自燃～有可能，自然发火期3～6个月。
地温：根据《精查地质报告》，本矿井恒温带深度为30m，温度16.8℃，地温梯度2.3℃/100m。
工作面实际温度在26～30℃。
地压：本工作面上、下煤层无采动，估计压力不大。
二、工作面巷道布置及支护形式1.巷道布置根据XXX东一采区设计方案及开采程序，该工作面为8煤的第一个采面，上下部均无采动影响。
计划于2009年2月1日回采。
由于东一采区1111(3)工作面已经回采，目前东一采区三条石门均已通过八煤，1XXX工作面生产系统已基本形成。
1111(3)工作面距离该面法距150米左右。
按XXX东一采区设计方案及采面接替情况，1XXX工作面设计巷道布置如下：上风巷1XXX工作面上风巷在-400m东一机轨合一石门拨门，长823米，方位128°，拨门处标高-397.76m。
下顺槽在-470m东一皮带机石门拨门，长811米，拨门处标高-474.9m。
由于前期施工至拨门处110米时，遇到冲刷带影响，巷道调整方位为88°，施工38米，重新见8煤后继续沿方位角128°施工。
工作面切眼1XXX工作面倾斜长度180米，巷道坡度38°，方位35°06′46″。
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2744-4工作面设计开采说明书承德隆泰矿业有限公司2744-4#工作面复采设计说明书编制：生产技术科编制日期：2012年6月第一章工作面地质条件第一节工作面位置2744-4#采煤工作面位于2744轨道上山东翼，走向长150米，倾斜长50米，工作面地面标高+500~ +525米，工作面标高+295~ +315米。
1、地面位置：2744-4#回采工作面位于四道铁路煤柱南侧200米，地表多为耕地，荒坡，无水体。
2、井下位置及四邻采掘情况：2744-4#回采工作面位于2744轨道上山东翼，上部为2744-3#工作面。
3、回采对地面设施的影响：2744-4#工作面回采过程中对地面影响不大。
第二节地质概况一、煤层简述：本工作面设计开采为煤层结构较简单，煤层赋存总体为单斜构造，煤层倾角20°，煤层平均厚度4~10米，平均厚度5米，煤层结构为单一煤层，结构简单。
二、地质构造：区内无陷落柱及岩浆岩发育。
该工作面顶板较稳定，底板变化大，导致煤层厚度变化较大，由于本区域受南部F7断层影响，区域内存在小断层较多。
三、煤层储量：2744-4#工作面走向长150m，倾斜长50m，面积为750㎡平均，平均煤厚为5m，煤层工业储量为10500T，回采率按75%，可采储量7875T。
四、水文：本区域水文地质简单，没有含水层，由于是复采，并进行防火注浆，预计局部有少量注浆积水。
五、煤层顶底板岩性：1、该区域由于是复采，原顶板受到破坏，现形成再生顶板。
2、煤层顶板为灰色粉砂岩，含植物叶片化石；底板为黑色粉砂岩，厚1.5-2米，较硬；老底为黑色粉砂岩，厚20-30米，坚硬，含根茎化石。
煤层内有火成岩侵入。
六、煤质：1、灰分含量：33%左右。
2、煤岩、黑色、硬度F=0.4—0.6。
3、容量：1.4T/m³。
4、品种：肥煤。
5、水分：6.5%。
6、发热量19.48mJ/kg。
七、瓦斯、煤尘、自然发火情况：1、瓦斯：相对瓦斯涌出量1.5m3/T，一般为3.5m3/T。
绝对瓦斯涌出量0.8～1.4m3/min，由于是复采大部分有害气体以释放，属低CH4，低CO2区域。
2、煤尘：具有爆炸性，爆炸指数为25%，在回采过程中应采取煤层注水，洒水除尘及清理浮煤等工作。
3、瓦斯突出与自然发火：根据我矿生产实际中，煤层无瓦斯突出现象，在回采过程中，应加强通风采取防瓦斯措施，防止局部瓦斯聚集浓度超高。
该煤层无自然发火期18-24个月。
4、地温：在18C°～25C°平均22 C°，地温梯度1-2 C°/100m，正常开采范围之内。
5、地压：无冲击地压影响。
第二章系统设计第一节回采工序及顶板管理设计一、回采方案的确定：根据地质条件的分析，由于该工作面煤层赋存基本稳定，煤层厚度变化不大，但由于我矿压力较大，为了减少修护量，并且避免支架变形快影响正常的通风行人等，所以在掘进时工作面及切眼巷道均布置为沿煤层顶板施工，煤层厚度符合放煤条件时，再逐段逐茬进行下压至煤层底板，进行放顶煤回采。
依据《煤矿安全规程》第68条的规定，该工作面符合放顶煤开采的必要条件，可以采用放顶煤一次采全高爆破采煤法。
二、落煤方法与回采工艺的确定：1、落煤方法：工作面煤层易冒落，因此，一般情况下，用手镐即可落煤，如果确遇硬煤或夹矸等可放小炮震动，放炮时炮眼布置，装药量和联线方式见炮眼布置图及爆破说明书。
每循环炸药、雷管消耗表4.每次环爆破最大炸药、雷管消耗表2、回采工艺流程安全检查→打眼→检查瓦斯→装药→检查瓦斯→放炮震动→检查瓦斯→移架采煤→放顶煤→移刮板运输机主要工序要求如下：3、装煤:采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。
4、运煤:工作面采用SGW-17型刮板运输机运煤，运至采区煤仓，再由架线电机车运至主井翻笼。
5、工作面支护:（1）、支护形式:采用ZH1600-16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱,正常生产时,支架中心距1000mm±20mm。
材料规格顶板管理参数整体顶梁炮采放顶煤支架工作面布置示意图两巷超前支护（2）、悬移支架移架过程提起四根立柱→前移顶梁及四柱→落四柱支撑顶梁→移托梁（3）、移架操作顺序①操作手柄提起前四根支柱，使柱跟脱离底板100mm。
②伸出移架千斤顶活塞，推动顶梁带动四根立柱同时向前移动0.8m。
③顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接触约3-5秒，以保证达到初撑力。
④待刮板运输机移过后，移架千斤顶活塞收回，使托梁整体前移0.8m，恢复到炮前位置⑤将各操作手把扳到“零”位。
6、放顶煤：（1）悬移液压支架前移过程中，部分顶煤从相邻两架支架侧护板处放出，剩余顶煤自悬移液压支架移过后从后挡矸板下放出。
（2）放顶煤顺序：由机尾向机头方向（由上而下）。
（3）移架时同时作业数不超过5个，并观察瓦斯和设备运行情况，防止瓦斯超限和压死刮板运输机。
（4）移架时老塘侧使用旧皮带或椽子挡门，防止煤或大块矸石窜入工作面。
（5）放顶煤时，必须两人操作，一人放煤，一人观山。
（6）放煤时，瓦检工要密切观察瓦斯变化情况，当上尾巷瓦斯达到0.7%时，必须立即挡门，停止放煤，严禁瓦斯超限。
待瓦斯小于0.5%后，才能继续放顶煤。
（7）待移刮板输送机后，清净机道浮煤，同时清净老塘侧手把以下浮煤。
7、移刮板运输机：待当班采煤段老塘煤放完，攉煤工把浮煤清干净后，开始整体移刮板运输机，移刮板运输机宽度为0.8m，刮板运输机弯度不得超过40。
三、顶板支护设计（一）顶板管理方法由于我矿顶板随采随落，采用全部自然垮落法处理采空区。
（二）控顶距与放顶步距该工作面最大控顶距3.6m（机头处），最小控顶距3m，放顶步距0.8m。
（三）特殊支护超前支护：在上、下巷内，自工作面煤墙向外用十字铰接梁配合单体柱打不少于10m的双排超前支护，10m单排超前支护。
安全出口处超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达90kN以上，高度不低于2.2m，巷道宽度不低于2.2m。
运输巷应留有不小于0.8m宽的人行道。
（四）、采场控制设计工作面的顶板控制设计从支、护、稳三方面考虑。
（1）、支从直接顶初次跨落，老顶初次来压、周期来压进行计算，取其最大值。
①直接顶初次跨落期间的合理支护P1P1=MzYzLz/（2Lk）式中：Mz----直接顶厚度 2.94mYz----直接顶平均容重 2.0t/m³Lz----直接顶初次垮落步距 7mLk----最小控顶距 3m则P1=（2.94×2×7）/（2×3）=6.86t/m2②老顶初次来压期间合理支护强度P2P2=A+MeYeCo/（4×K t×L k）式中A----直接顶作用力A=MzYzL/L kMz----老顶垮落厚度 2.5mYz----老顶平均容重 2.0t/ m³L----最大控顶距 3.6mCo----老顶初次来压步距10mKt----岩重分配系数，受直接顶厚度与采高之比N控制N=2.94/2.0=1.47 Kt取1.47L k ----最小控顶距 3 m则：A=（2.94×2×3.6）/3 =7.05t/m²P2=7.05+（2.5×2×10）/（4×1.47×3）=9.88t/m²③、顶板周期来压期间的合理支护强度P3P3=A+MeYeC/(4×Kt×L k)式中:C----周期来压步距取8m则P3=7.05+(2×2×8)/(4×1.47×3)=8.86 t/m²取三个时期最大支护强度,则合理支护强度为:P=9.88t/m2④、工作面支护密度G(根/米²)G=P/Fn式中:F----支柱工作阻力 40t/根n----支柱工作阻力利用系数 0.85P----最大支护强度取9.88t/m²则G=P/Fn=9.88/(40×0.85)=0.28根/m²实际支护密度为：Gs=4/(1*3)=1.33根/m²Gs> G,说明工作面支护强度可满足安全生产需要。
（2）、护①护顶:工作面所选支架顶梁规格为:长3000mm,宽960mm,可以满足护顶要求。
②护底：该工作面支架底部采用Φ300mm的铁鞋护底，可满足支护要求。
（3）、稳P初 =hr（cosα+sinα/f）/G实式中：h-----复合岩层厚度 2.94mr-----复合岩层密度 2.0t/m³α-----煤层倾角 20°G实------支护密度 1.33根/米2f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5则：P初=[2.94×2.0×(cos20°+sin20°/0.5)]/1.33=7.17t/m2= 70.3kN工作面实际支护密度为1.33根/㎡，则P初=7.17t /㎡=70.3kN/根。
第二节“一通三防”系统设计一、风量计算1、按瓦斯绝对涌出量计算Q=100kq式中：k-----瓦斯涌出不均衡系数取2q-----瓦斯绝对涌出量取0.983m³/min则：Q=100kq=100×2×0.983=196.6（m³/min）2、按工作面同时工作的最多人数计算Q=4n c式中：n c ----工作面最多人数取25人则Q=4n c =4×25=100m³/min3、按炸药消耗量计算Q=25A式中：A----一次放炮所需的最大炸药量取15.75kg则Q=10A=10×20.8=208m³/min风速验算按工作面允许最低风速Q=60×V d ×S式中：V d -----工作面允许最低风速取0.25m/sS ----工作面断面积 6.6 ㎡则：Q=60×0.25×6.6=99（m3/min）按工作面允许最高风速验算Q=60×Vg×S式中：Vg-----工作面允许最高风速取4m/sS ----工作面断面积 6.6 m2则：Q=60×Vg× S =60×4×6.6=1584（m3/min）经计算和风速校检可知：工作面配风量为208m3/min，即可满足生产需求，因此工作面风量确定为208m3/min，并根据瓦斯涌出量变化情况做适当调整。
二、通风线路1、新鲜风流：副井→南巷→2744辅助提料上山→2744采区工作面进风巷→工作面2、乏风风流：工作面→2744-4#工作面回风巷→2744通风上山→一水平东大巷→新风井→地面三、瓦斯监测系统1、在工作面安装瓦斯监控设备，分站位于2744辅助提料上山上端，回风巷安装三台高低浓度甲烷传感器，其中一台安装在工作面上上隅角、第二台安装在距工作面上出口5~10m处，报警点0.7%，断电点0.8%,瓦斯浓度达到1%，Co2浓度超过1.5%时能自动切断工作面及回风流中所有非本质安全型电器设备电源；第三台安装在距工作面上巷专回口10~15m处，报警点、断电点均为0.8%，复电点均在0.7%以下，断电范围：工作面及回风流中所有瓦斯浓度大于0.8%及的非本质安全型电气设备；2、当瓦斯监控系统出现故障时，必须及时处理。