第一章工作面简况第一节工作面简况地面位置: 14031工作面对应地表为前柿杭村。
井下位置: 14031工作面东为14011工作面采空区，南为Fz14断层保护煤柱，西为14扩大区运输巷，北为14采区轨道下山。
该工作面地面标高+311.5m～+315.7m，工作面标高+81m～+113m。
该工作面主采二1煤层，走向长330m，倾斜长100m，面积33000㎡；煤层倾角5°～16°，平均倾角10°；煤层厚度0～4.6m，平均煤厚2.2m。
工业储量8.02万吨，可采储量6.85万吨。
14031工作面沿倾斜方向布置，后退式俯斜开采，全部垮落法管理顶板。
14031工作面主采二1煤层，煤呈灰黑色，粉末状，半亮型，原生构造受滑动构造的影响而遭受破坏，层理不清，滑面及磨擦镜面发育，强度较低，煤层结构简单且煤层赋存较稳定，但煤厚两极值变化大，工作面下部煤层较上部煤层厚。
根据本矿14011工作面回采及14031工作面掘进情况分析，该工作面顶板砂岩含水层含水性较强，对工作面回采有较大影响。
预计回采时局部会出现顶板淋水现象，正常涌水量为3m³/h，最大涌水量为10m³/h。
因此，工作面在回采期间必须加强顶板和两巷水路管理，确保巷道在掘进、回采期间水路畅通，加强水情观测，根据需要及时进行探放水。
14031工作面设计工程量：上副巷308m，下副巷利用原14扩大区前期回风巷，切巷113m；设计总工程量：420m。
工作面设计可采长度300m，切巷平均长度97m。
14031工作面上下副巷为拱形断面，采用U25型钢可缩性支架支护，支架间距600mm<中-中）。
瓦斯含量以通风科提供的依据(瓦斯绝对涌出量平均1.2m³/min >为准。
因此，14031工作面按无突出危险采煤工作面进行管理。
第二节采区简况14采区为双翼下山采区，位于尤氏井田的西部，该采区下部以后告F4断层为界，上部以二1煤+157m等高线为界，沿煤层走向布置走向长壁工作面。
14采区的二1煤层赋存比较稳定，煤层倾角平均8°，煤层平均厚度 2.75m左右。
煤层构造比较简单，未见夹矸，水文地质勘探类型为二类二型，即以顶板裂隙孔隙水充水为主的水文地质条件中等的矿床类型。
根据煤层赋存条件，考虑该矿生产实践和管理水平，设计采用走向长壁后退式采煤法，炮采采煤工艺，全部垮落法管理顶板。
14采区运煤路线为：工作面落煤经工作面刮板运输机→运输顺槽刮板输送机、胶带输送机→运输下山胶带输送机→上仓皮带斜巷→主井煤仓→箕斗装载硐室→主井箕斗→地面。
14采区通风路线为：新鲜风流自主井<部分来自副井）→运输大巷→运输下山→运输顺槽→工作面→轨道顺槽→轨道下山→采区回风巷→回风大巷→风井→地面。
14采区排水路线为：工作面出水→运输顺槽→采区下山→自流至采区水仓→采区泵房水泵→采区轨道下山排水管→排至运输大巷→自流至井底水仓→井底泵房主排水泵→排至地面进行处理。
14采区避火<避瓦斯爆炸）路线为：工作面→运输顺槽→运输下山→运输大巷→副井<或主井安全出口）→地面。
14采区避水路线为：工作面→轨道顺槽→中部车场→轨道下山<或运输下山）→运输大巷<或回风大巷）→副井<或主井、风井安全出口）→地面。
14采区共布置6个工作面，工作面平均长度为120m，采区工作面接替顺序为：14021工作面→14011工作面→14061工作面→14031工作面→14051工作面→14071工作面。
14采区炮采工作面的生产能力：Ａ＝采高×工作面长度×年推进度×容重×工作面采出率＝2.75m×120m×660m×1.35×0.95＝27.933万t/a第二章巷道布置方式及支护形式选择、支护设计第一节巷道布置及支护形式选择14031工作面掘进巷道包括上副巷、切巷。
14031上副巷以200º方位角掘进，下副巷利用原14扩大区回风巷，在掘进过程中根据实际地质情况进行调整。
14031工作面采用原有DZ22型单体液压支柱配合ADC－2240型л型钢梁支护顶板，人工回柱放顶。
上副巷、下副巷及进回风联巷及绕巷支护形式为拱形断面，支护材料为U25型钢，棚距600mm<中—中）。
14031工作面停采线位于14采区轨道下山40m处。
第二节工作面支护设计1、顶板管理方法采用全部垮落法处理采空区。
2、控顶距与放顶步距该工作面最大控顶距 3.6m，最小控顶距 2.8m，放顶步距0.8m。
3、特殊支护上、下副巷超前支护总长度20m。
超前替棚采用2.5m单体柱配合3mπ型钢梁替棚,替棚长度不少于10m；替棚段使用1m 的铰接梁配合单体柱打双抬棚；其外10m采用2.5m单体柱配合3m长直径不少于200mm的坑木打单抬棚。
4、顶板支护设计⑴相邻工作面矿压观测结果：根据相邻工作面观测结果分析，该工作面直接顶初次跨落步距为1m，老顶初次垮落步距为8～15m，老顶的周期来压步距为8～12m。
顶板结构：顶煤----直接顶----老顶⑵采场控制设计①直接顶初次跨落期间直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：P1=MALAYA/2L小=(13.4×1×2.5>/<2×2.8）=5.98t/㎡式中：P1----支架支护强度 t/㎡MA ----直接顶厚度 13.4mYA ----直接顶平均容重 2.5t/m³LA ----直接顶初次垮落步距 1mL小 ----最小控顶距 2.8m②老顶初次来压期间要求支架在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。
P2=A+MBYBCB/4ktL小式中 A----直接顶作用力 t/m²A=MzYzL/L小Mz----直接顶垮落厚度4.2mYz----直接顶平均容重 2.5t/ m³L----最大控顶距3.6mL小---最小控顶距 2.8mA=<4.2×2.5×3.6）/2.8 =13.5t/m²式中：P2 ----支架支护强度 t/㎡MB ----老顶厚度 9.2mYB ----老顶容重 2.5t/m³CB ----老顶初次来压步距 8mkt ----岩重分配系数 2.1L小---最小控顶距 2.8mKt----岩重分配系数，直接顶厚度与采高之比NN=4.2/2=2.1 Kt取2.1P2=13.5+(9.2×2.5×8>/4×2.1×2.8=21.3t/㎡③顶板周期来压期间在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：P3=A+MCYCCC/4ktL小式中:则P3=13.5+(9.2×2.5×15>/(4×2.1×2.8>=28.1t/m²取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P3=28.1t/㎡④、工作面支护密度G(根/m²>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28.1t/m²则G=P/Fn=28.1/(40×0.85>=0.83根/m²实际支护密度为：Gs=4/<1X4）=1根/m²Gs>G,工作面支护强度可满足安全生产需要。
⑶采场支护①护帮顶:根据炮采放顶煤工艺要求，顶板、煤壁、采空区实行全封闭管理，保证不漏顶、不片帮、不窜矸。
②护底：采煤工作面保证支护质量的前提条件是支柱不钻底，因此要求支柱对底板的压强小于底板比压。
⑷支架稳定分析要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。
P初 =hr<cosα+sinα/f）/G实式中：P初 ----支柱初撑力 KN/根h-----构造顶板厚度 6.3mr-----构造顶板密度 2.5t/m³α-----煤层倾角 12°G实----支护密度 1根/㎡f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5则：P初=[6.3×2.5×(cos12°+sin12°/0.5>]/1=21.96t/根=215kN/根工作面实际支护密度为1根/㎡，则P初=21.96t/根=215kN/根。
故：根据《郑煤集团生字[2003]第8号》文件规定，单体柱初撑力保证在55KN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。
第三章工作面生产系统第一节通风系统1、通风线路⑴新鲜风流：主井<部分来自副井）→运输大巷→14采区运输下山→14031上副巷→工作面。
⑵污风流：工作面→14031下副巷→14采区轨道下山→回风大巷→风井→地面。
2、工作面风量计算⑴按采面同时工作最多人数计算Q人=4N=4×40=160(m³/min>式中：4—以人为单位的供风标准 m³/min N—工作面同时工作的最多人数，按40人计算。
⑵按最大装药量计算Q药=25A=25×(2×0.15+4×0.30>=67.5(m³/min> 式中：A—采面一次放炮的最大炸药消耗量 Kg⑶按良好的气候条件计算Q良=60Vmb=60×0.6×1.8×3.0=194.4(m³/min> 式中：V—工作面适宜风速取0.6m/sm—工作面有效采高取1.8mb—工作面最大控顶距有效宽度取3.0m⑷按瓦斯涌出量计算QE=Q沼×K/c=1.5×1.2/0.01=225(m³/min>式中：Q沼—瓦斯绝对涌出量，平均1.2m³/min K—瓦斯涌出不均衡系数，取1.5C—工作面瓦斯最高允许浓度，取0.01取以上四项中最大值为该面的风量，则Q=QE=225m³/min。
按集团公司有关要求，工作面风量取450 m³/min⑸风速验算V=Q/S=450/(4×60>=1.875(m/s>经验算风速符合《煤矿安全规程》规定。
根据以上计算14031工作面风量配备450m³/min，符合<<煤矿安全规程>>和集团公司有关规定，14031工作面回采期间可根据实际情况随时调配风量。