煤矿开采专业毕业设计
毕业设计的目的：
熟悉和掌握有关煤炭工业生产建设的路线、方针和各项技术政策，再设计中给予贯彻执行。
通过毕业设计结合生产实际综合运用所学的理论知识和实际知识，以巩固和扩大理论知识。
增强运算、绘图和编制技术文件等基础技能的训练，培养和提高学生分析和解决具体工程问题的能力。
在毕业设计中通过对某一实际问题的深入分析研究使学生对煤矿生产的相关环节，生产技术问题有一个比较全面的了解。
培养和锻炼学生热爱本专业、热爱劳动、尊重科学和实践的良好思想作风。
使学生获得初级工程技术人员的基本培训。
毕业设计大纲内容：
目录
第一章 矿井概述 -------------------------第2页
第二章 采区地质简况 --------------------第23页
第三章 采区储量与生产能力 --------------第26页
第四章 采区巷道布置技术方案的选取 ----------第26页
第五章 采煤工艺设计 --------------------第51页
第六章 采煤工作面生产技术经管 ----------第67页
第七章 安全技术措施--------------------第57页
第一章矿井简况
第一节矿井位置
1.1.1 矿区地理位置与交通条件
峰峰集团薛村矿位于河北省邯郸市西南部，峰峰矿区大社镇。薛村矿地处鼓山东麓，区内有公路与主干道相通，向北22.5km到邯郸市与107国道和京沈公路接壤，并向北15km与309国道相连，向南10km到峰峰集团公司。有运煤专用铁路自本矿储煤厂经牛儿庄矿、羊渠河矿到新坡编组后，到马头站与新线接轨。交通四通八达，十分便利。附矿井交通位置图1-1。 图1-1 矿井交通位置图
康城铁路京武安长邯国道京邯郸市珠大社淑村广省道环薛村矿峰峰铁路高邯 济 铁 路 马头国道公速行新坡铁峰峰矿区都党磁县观台岳城路路临漳讲武城
1.1.2 矿区地形特点
峰峰矿区位于河北省南部，太行山余脉鼓山之东翼为平缓丘陵，地带为黄土台地。地势西北高东南低，惊天最高海拔314.0m最低178.9m，比高139.1m。地形由西向东倾斜坡度约16.7%东西高差48m，为第四系黄土覆盖。南北长40km,东西宽25km。为NNE向较狭长隆起地带，区内地层除鼓山西侧及局部地区叫陡，倾角高达60度左右，大部分地区地层倾斜较缓，一般在7—15度之间。
1.1.3 矿分布及建材矿区内煤、水、电
峰峰矿区位于邯郸市南部，面积为353.0km2，东西窄，南北宽呈长条形。
建材：矿区内盛产料石、水泥及钢铁等建筑材料，运输距离均不超过25km。
电源：本矿井采用电源，一是由牛二庄输送的电荷，二是本矿矸石发电厂输送的电荷。
水源：本井田内的冲积层及井田周围的冲积层及奥陶纪灰岩中均含丰富的水源。
1.1.4 矿区气候条件
薛村矿井田属温带大陆性气候，每年11月至次年3月为冬季，寒冷干旱，多刮西北风，二月至九月为雨季，多刮南风与东南风。年最高气温43℃，最低-15.7℃，平均气温13℃对矿井建设影响较小。
1.1.5 矿区水文情况
本井田没有较大的河流，在井田边界的香山村北有水泉两个，常有水涌出，形成小河，水量234.6公升/分，下流注入滏阳河。
第二节 井田地质特征
1.2.1 井田地形（边界尺寸及井田面积）
薛村井田地表地貌为简单平缓丘陵与黄土台地。地形由西向东倾斜，坡度约16.7‰，为第四系黄土覆盖，有垂直节理直立不倒之特性。井田西部以F4断层为界，南部以技术边界与牛儿庄矿为界，东部以F2断层与小屯矿为界，北部以大煤-250M等高线垂直下切与大淑村矿为界。井田走向长平均约3850m，倾向长平均约5670m，面积约19.3km2，开采标高＋100~-350m。煤层最大倾角15º，最小倾角4º，多数煤层为4º—12º，平均7.4º。西部较窄东部宽，形状不规则。
1.2.2 井田的勘探程度 1．地质勘探
（1）建井前的地质勘探
计划用1--2年的时间在井田内进行普查、详查和精查勘探。 （2）补充勘探
精查报告提交后至建井期间，为满足建井与生产的要求及矿井延深设计要求，需要不断补充钻孔。并仔细收集、处理、保存钻孔资料，以备生产使用。
1.2.3煤系地层简况
薛村井田为一掩盖区，仅在冲沟内有基岩露头，通过钻探、地质调查及井巷工程揭露。
井田内地层包括（自下而上）有：奥陶系中统峰峰组、石炭系中统及上统、二迭系上统及下统、第四系。见图1—2
附煤层综合柱状图1-2。
1.2.4 地质构造
薛村井田位于峰峰煤田的东北部，鼓山复背斜之东翼。地质构造单元属亚洲东部新华夏构造体系的一部分。总的构造轮廓为单斜，煤岩层大致以西南高，东北低呈扇形展开。在井田浅部形成以西部F4断层、东部F3断层为边界的地堑构造，构成西部构造区。井田东深部（原为扩大区）以褶曲构造为特征，形成东部构造区，其中有代表性的为南旺向斜构造。
1.2.5 水文地质特征 1．区域简况
峰峰煤田位于太行山中段东麓山前丘陵与黄土台地地带。南北向鼓山将煤田分为东西两个部分，多年平均降雨量560 mm，雨季为7、8、9三个月。
薛村井田处于鼓山东麓奥灰水强径流带之东缘，西部奥灰水强径流带对井田水文地质条件影响较大。鼓山东麓强径流带地下水通过F4断层补给井田内煤系薄层灰岩含水层，并向深部迳流、排泄。
2．矿井充水条件及充水因素
（1）地表水系井田内主要有东西向冲沟四条。在井田内香山村西北有泉两个，经常有水涌出，形成一条小河，水量234.6 L/min。此外有观音沟、南岗沟、二十四合沟及断头沟四条。平时干枯无水，每逢雨季水流倾沟而下，但几小时即降落无水，故称一时河。 （2）主要含水层 ①上石盒子砂岩含水层：
②下石盒子组、山西组砂岩含水层：
矿井正常涌水量为120m3/h，最大涌水量为200m3/h。
第三节 煤层特征
1.3.1 煤层埋藏条件
井田西翼左侧煤（岩）层产状由穹窿顶部向ES、EN、NW、SW方向倾斜。西翼右侧上部为乐意庄向斜，煤层平均倾角5°，下部为香山背斜，轴向近S—N，向南轴向转为NE—NNE向。向斜西翼倾角5~8°，东翼倾角7~35°，受断层影响局部达40°。东翼煤层走向近S—N，多数煤层倾角为4º—12º。
1.3.2 可采煤层及其顶底板结构
2号煤（大煤）为可采煤层中最上部也是最厚一层，上距骆驼钵砂岩45 m，下距4号煤32～38 m，平均34 m，最大厚度7.8 m，最小厚度2.3 m，平均厚度6.5 m。煤层稳定，结构复杂，含夹矸2～4层，由上而下，第一层夹矸距顶板0.5 m，厚度0.05 m，粉砂岩，稳定普遍存在。第二层夹矸距底板1.8～2.5 m，厚0.04～0.6 m。不稳定。第三层夹矸距底板0.8～1.8 m，平均1.3 m，厚0.15～0.2 m，含炭质砂岩，较稳定，井田普遍存在。第四层夹矸，距底板0.5 m，厚0.04～0.2 m。泥炭质粉砂岩，常呈软泥状出现，不稳定。
1.3.3 煤层的围岩性质
可采煤层特征表表1—1 煤层 编号 煤层 名称 煤层厚度 煤层间距 稳定性 煤层结构 夹矸数 可采性 顶板 岩性 底板 岩性 最小-～最大 平均
2
大煤 2.3～7.8 6.5 32～37 34 煤层顶底板岩石物理性质表1—2 物理特征 稳定 复杂 2-4 可采 粉砂岩 粉砂岩 力学特性 抗压强度（kg/c含水量m2） 干燥 状态 1.58 451 饱和 状态 79 298 95 抗拉强度（kg/ cm2） 层位 岩石 名称 比重（A） 容重（湿）（t/m³） （M%） 2号煤层顶板 2号煤层底板 粉砂岩 粉砂岩 2.75 2.69 2.75 2.62 1.04 588 0～90 1.3.4 煤的特征
大煤（2号煤）：物理性质：颜色为深黑色，条痕色为黑色带褐色，具玻璃状光泽，脆度较大，内生裂隙及外生裂隙发育，肉眼鉴定为半亮型，一般由镜煤、亮煤、和暗煤组成，有丝炭夹层，具有参差状或贝壳状断口。煤的比重为1.34～1.57。煤质的基本特征是水份一般在0.67～2.08％，平均1.22％，灰份较高，一般在10.51～23.69％，平均17.27％。挥发份含量10.64～17.13％，平均14.29％。硫份0.13～0.59％，平均0.31％，属于低硫煤。固定炭含量66.2-79.9%平均70.57%,发热量在26.68—36.11MJ。
1.3.5 煤层的瓦斯、自燃发火及煤尘
经鉴定该矿井为底瓦斯矿井，其中相对瓦斯涌出量12m³/t、绝对瓦斯涌出量为27m³/min。
经煤科院抚顺分院鉴定该矿井2号煤自燃发火为三类自燃发火煤层，发火期3~12个月。发火原因是采后密闭不及时或密闭质量不好漏风而造成自燃发火。采用筑密闭墙、井下直接注浆，或地表向火区钻孔注浆灭火。杜绝煤层自燃发火事故的发生。煤尘薛村矿井田煤尘经多次鉴定，具有爆炸性。
第四节、井田境界和储量
1.4.1 井田境界
井田划分的原则：1.要充分利用自然条件划分；2.要有合理走向长度；3.要处理好相邻矿井关系；4.要为矿井发展留有余地；5要有良好的安全经济效果。
井田境界：东以F1断层为界；北部以K2及第三勘探线为界，西以煤层露头线为界；南部东边以2108和1902好钻孔连线为界，界外为邯郸矿务局郭二庄煤矿，向西以F4、F6断层为边界外，其间以1603、1630、1608、1730号钻孔连线为界。井田的东西走向约4.3公里，南北倾向4.7公里，面积约为15.4平方公里。
1.4.2井田工业储量
本井田地层产状平缓，褶皱宽缓，但大、中型断层较为发育，又有火成岩的侵入影响，故地质构造属中等类型。
1.4.3储量计算原则
(1)最低可采厚度0.7m，灰分最高小于40％
(2)断层及井田边界要有保护煤柱，井田内断层落差大于50m，落差大于30m，两侧各留保护煤柱30m，井田边界断层保护煤柱50m，井田边界留保护煤柱30m。
1.4.4 井田勘探类型 井田共布置9条勘探线， 1.4.5工业储量计算 1.储量计算参数的确定
(1) 面积（S）：当煤层倾角<15º时,采用煤层的水平投影面积13653125.915㎡；当煤层倾角>15º时,采用煤层真面积.真面积＝水平投影面积×1/cosα,α为煤层真倾角.
各煤层的倾角
表1—3
煤层编号 2# 平均倾角(º) 7.4
各煤层储量计算总面积
表1—4
煤层号 2# 面积（m2） 13653126 煤层号 8#
倾角范围(º) 4～12 煤层编号 8# 平均倾角(º) 16 倾角范围(º) 4～30 面积（m2） 14203339
2.计算方法
本次储量计算直接在1：5000煤层底板等高线图上，采用地质块段法计算储量，为了满足有关规程规定的要求和便于使用，地质块段的划分原则如下：
(1) 首先以各级储量边界为自然边界，然后在做进一步划分； (2)分四个水平（即＋50M、－50M、－200M、＋200M）分别计算储量，也就是将这些标高的等高线做为块段边界；
2、参数的确定
(1)厚度(m),在采用媒厚成果时,对部分质量低劣钻孔及构造等原因造成的煤厚异常点未考虑.对9#煤层的开采厚度按复杂煤层夹矸取舍方法合并计算；其余煤层均按规程规定的夹矸取舍方法计算开采厚度.然后,采用块段内及周围附和质量要求钻孔的煤层开采厚度以及巷道见煤厚度算数平均值作为该块段储量计算厚度. 表1—5
煤层编号 平均厚度(m) 2#
(2)容重(t/m3),因薛村矿自投产以来,未进行煤的容重测定工组,所以本次储量计算仍沿用原精查勘探时的容重值. 煤层容重采用值表1—6
煤层编号 2#
(3)各煤层的工业储量ZC的公式各煤层的工业储量(万吨)=煤层面积(㎡)×平均厚度(m)×容重(t/m3)
容重(t/m3) 1.50 煤层编号 8# 容重(t/m3) 1.45 6.5 厚度范围(m) 2.3～7.29 煤层编号 8# 平均厚度(m) 0.85 0～2.8 厚度范围(m)
煤层的工业储量表
表1—7
煤层编号 工业储量 （万吨） 2# 13311.30 8# 煤层编号 工业储量 （万吨） 1750.56 其中4#、6#、7#煤层为远景储量２543.17万吨
Ａ Ｂ Ｃ （万吨） 低级储量 0 D Ａ＋Ｂ＋Ｃ（万吨） 低级储量 2543.17 （万吨） 工业储量 15061.86 Ａ＋Ｂ＋Ｃ＋Ｄ （万吨） 矿井地质储量 17605.03 （万吨） （万吨） 高级储量 13311.30 高级储量 1750.56 第五节井田可采储量
1.5.1 煤柱留设
（1） 井田境界煤柱：井田东部以F1断层为界，留设50m防水煤柱。南部与郭二庄井田分界处留设40m煤柱，煤矿技术边界处，留设50m井田边界煤柱，其他井田边界留设30m保护煤柱
（2）工业广广场煤柱：工业广场按一级保护级别留设维护带15m, （3）村庄煤柱： （4）井田内断层煤柱：
（5）矿用铁路下不留设煤柱，随采随填。 1.5.2井田可采储量
（1）计算公式：Ｚｋ=(Z-P)*k 式中：Zk——矿井可采储量，万吨
Z ——矿井工业储量，万吨
P ——矿井煤柱损失量，万吨
K——矿井回采率70～80﹪，本矿采用75﹪ 根据煤炭工业部对采区回采率不得小于以下数值：
薄煤层为： 85﹪ 中厚煤层为：80﹪ 厚煤层为： 75﹪ 地方小矿为：70﹪
本矿2#煤为可采煤层，均为中厚煤层，故回采率取85﹪是合理的。 （2）矿井留设煤柱损失量
煤层编号 2# 永久煤柱损失量 935万吨 煤层编号 8# 永久煤柱损失量 114万吨 第六节矿井年产量、服务年限及工作制度
1.6.1矿井年产量
本矿井适合设大型矿井，其理由如下：
（1）储量一般，工业储量15061.86万吨，可采储量14012.86万吨； （2）煤层赋存较稳定，倾角变化不太大，适宜用综采设备采掘； （3）根据我国目前技术发展水平，提升，运输排水，通风等生产环节，均能保证正常运行；
（4）本井田距京广铁路褡裢车站25KM，距矿山铁路权村站6KM，地理位置较优越，交通便利。
综合考虑以上因素，结合《规范》规定，确定井型为150万吨/年。
1.6.2核算矿井服务年限
根据矿井实际的地层和煤层特征，主要可采煤层为2#煤层，均厚为6.5m,平均倾角为7.4 º赋存状况稳定。
根据公式：T=Z/(A*k) 式中: T=矿井设计服务年限，年
Z=矿井可采储量，万吨 A=矿井设计生产能力，万吨/年
K=储备系数，因本矿地质条件复杂，本设计采用k=1.3，所以：T=Z/(A*k)=14012.86／（150×1.3）=71.9年根据《规范》规定对生产120-240万吨/年的矿井，服务年限不少于60年，本矿符合规程规定。
本设计是150万吨/年，达产后与技术条件相适应时，可以提高年产量，因此，服务年限为70年是合理的。 1.6.3矿井工作制度 矿井年工作日为300天。
采煤每昼夜“四六制”，三班出煤，一班准备；
掘进工序简单，也可以四班连续工作，设备随时修理，边掘进边准备；
地面采用“三八制”，每昼夜提升时间为18小时。
第七节 井田开拓
井田开拓的在井田范围内，从地面向地下开掘一系列巷道进入煤层，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。矿井开拓设计已经是地总体设计划定好的井田范围内根据精查地质报告和其它补充资料具体体现设计的合理原则。认真研究主要井巷工程如何深入地下，以便接近或深入煤层预定位置，为采区开采打通道路。其主要内容包括确是主副井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采区划分、开采顺序通风运输方式等。
1.7.1确定井田开拓方式的原则
井田开拓所要解决的问题是，在一定的矿山地质和开采技术条件下，根据矿区总体设计的原则规定，正确解决下列问题：
（1）确定井筒的形式、数目及其布置，合理选择井筒及工业广场的位置；
（2）合理地确定开采水平数目和位置； （3）布置大巷及井底车场；
（4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替； （5）进行矿井开拓延伸、深部开拓及技术改造。 1.7.2 开拓方式的确定
薛村矿地形复杂井田中央地势低洼,有一定厚度的冲积层,采用立井开拓相比较好,井筒位置尽量靠近储量中心.具体技术方案及分析见下节.
1.7.3 井筒位置、数目的确定
井筒的位置的选择涉及地面、井下一系列因素，原则性强，关系重大，影响因素很多。选择井筒形式对井下开采有利，又要便于井筒 开掘和维护。
1影响井筒位置的因素
（1）地面条件：
1）工业场地占地面积
井口附近要有一定范围，用以布置工业场地，其中包括主、副井生产系统建筑物与结构物。
2）地形与工程地质条件
选择井筒位置应当充分利用地形，井口附近不能过分低洼，不仅要避
免洪水灾害。而且尽可能避开滑坡岩崩流砂和泥石流危险区，以及其他不利于施工的工程地质条件。 （2）井下条件：
1）按最小运输功确定井筒位置
通常把运量与运距的乘积叫做运输功，以吨公里表示。在同一井田内大巷运输费高低与所所消耗的运输功近似成正比。井田储量一定时，沿井田走向大巷运输功的变化因井筒位置不同而成倍增加。
2）根据地质条件
井筒位置应该选择以丘陵坡地为主的宽缓地带。该处冲击层薄，地下水补给范围有限、工程地质条件较好，土地亩产较低。
即:主副井井筒开拓至第一水平在煤层底板中布置井底车场,然后直接延深至第二水平,用石门与-200水平运输大巷联系.
综上考虑采用双立井开拓，风井设在井田的浅部边界，也用立井开拓方式。
2井筒数目的确定
本矿井瓦斯含量比较大，经有关部门鉴定为高瓦斯矿井。故矿井通风问题是整个矿井重要内容。同时考虑到矿井倾向较长平均长度为5670m.确定该矿才有中央边界式通风，在井田浅部开拓风井。
井筒特征表
井筒名称 横坐标 纵坐标 井口标高 井底标高 井筒直径m 井筒净断面㎡ 提升容器
主立井 21959.1080 182030.7055 239.75 -50 5.0 19.6 副立井 21994.5420 182079.4475 239 -50 6.0 28.6 东立风井 5.5 23.7 西立风井 18254.00 183531.000 317.5 150.0 5.5 23.7 两套12t双箕斗 一对1.5t双层
箕斗 井筒支护 混凝土砌碹 混凝土砌碹 混凝土砌碹 混凝土砌碹 电缆架 2----金属罐道梁 3----箕斗 4----钢轨罐道
主井断面图
罐笼；2----梯子间；3--管路；4--刚性管道；5--管道梁；6--管子间；7--电缆架副井井筒断面布置
风井断面图图（4－2－3）
风硐平行于安全出口布置图
第八节 开采水平设计
1.8.1 水平高度的确定
本井田2 #主采煤层，倾角在4°～12°之间，大部分在7.4°左右，采用下山比上山开采具有技术简单、生产条件优越等优点，因此采用上山开采。
根据本矿实际条件,结合实际矿井的现场经验,第一水平标高订为-60,这样既保证第一水平服务年限60年符合规范要求,又能减少初期工程量,尽早出煤,第一水平可采储量为12358.3万吨,服务年限60年. 第二水平标高为-200
各水平开采方式:本井田大部分采用上山开采,因为上山开采技术简单,通风系统好,排水容易 ,巷道掘进维护容易等优点 1.8.2巷道布置
本矿主采2＃煤层,主要运输大巷及开采运输上山布置即在2#煤层的底板岩石中,先开采第一水平,然后开采第二水平.
本矿井主采2#煤层，煤质较硬，顶底板也较稳定，故将运输大巷布置在2#煤层底板岩石中。其优点是后期维护相对简单，维护费用低，受采动影响小。缺点是掘进速度慢，掘进费用高，前期投资高。
第九节井底车场
1.9.1 概述
井底车场是井筒附近连接井筒和主要运输大巷的一组巷道和硐室的总称，是连接矿井提升和井下运输的枢纽，井下的煤炭和矸石通过井底车场运到地面，地面的材料和设备通过井底车场运到井下用料场所、排水、动
力供应及人员上下必须通过井底车场。因此，井底车场设计是否合理，直接影响着矿井的安全的生产。
由于井底车场要为整个矿井服务，服务年限长，以此将井底车场布置在2#煤层底板岩石中。
1.9.2 确定井底车场的形式及布置方式 1 井底车场的平面布置 (1) 存车线长度的确定：
① 底卸式矿车运煤的井底车场主井空、重车线长度：掘进煤集中在井底车场用翻车机处理时，由掘进煤列车空、重车线长度确定底卸式矿车空、重车线长度。
② 副井进、出线长度：大型矿井应各容纳0.5~1.0列车。
③ 副井材料线设在出车侧，即在副井出车线旁增设一股道，其长度：中型矿井应容纳5~10个以上材料车。
(2) 存车线长度的计算： ① 主、副井空、重车线：
主井空、重车线长度：L=mnl1+Nl2+l3=1.5153.4514.540122.125M
取整数为123M。
副井空、重车线长度：L=mnl1+Nl2+l3=1.0153.4514.5763.25M
取整数为64M。
式中 m----列车数，主井取1.5列，副井取1列；
n-----每列车的矿车数，按车组成计算确定，15辆；
l1----一个矿车带缓冲器的长度，1.5吨固定式矿车2.4M，3.0吨底卸式矿车3.45M；
N----电机车数，台；
l2----每台电机车的长度，M；
l3----列车制动距离，1.5吨固定式矿车取7M，3.0吨底卸式矿车取40M。
② 材料车线：L=nl1=102.424M 式中 L----材料存车线长度，M； n----容纳的材料车，10辆；
l1----一个材料车带缓冲器的长度，2.4M。 ③ 人车线：
一般为一列车加15~20M。
④ 调车线长度：L=mnl1+Nl2+l3=1.0153.4514.51571.25M 取整数为72M。
⑤ 线路布置：（见图3-5）
ⅣⅢⅡⅠⅤ1-主立井；2-副立井；3-道岔警冲标；4-复式阻车器轮挡；5-基本轨起点Ⅰ-主井重车线；Ⅱ-主井空车线；Ⅲ-副井进车线；Ⅳ-副井出车线；Ⅴ-调车线井 底 车 场 线 路 图
(3) 车场通过能力： ① 区段划分：
首先将井底车场线路绘制在1：500的平面图上，并在图中标出主要线路长度、道岔位置及其编号等，然后按下列原则把整个线路划分为若干区段。
凡一台电机车（或列车）未驶出之前，另一台电机车（或列车）不能驶入的线路，应划分为一个区段。
区段划分时，必须考虑设置信号的合理性和可能性。
对通过线和有跟踪列车（或电机车）形式的线路，区段划分不宜太多、太密。
综上所述，车场巷道及硐室除煤仓、装卸硐室都采用混凝土支护其他采用锚喷支护，遇到围岩破碎的地方加金属网锚喷。本矿井井底车场和大巷辅助运输用矿用防爆特殊性蓄电式电机车和1.5t矿车运输，轨距为600mm。
采用立井环形卧式车场，运输大巷运煤采用sgz-1000/1200型胶带输送机，回风大巷的 材料、运矸等用MG-1.1-6A型固定式矿车，采用蓄电式电机车。
第二章 采区地质简况
第一节 采区简况：
2.1.1、采区的位置及范围
八采区位于薛村矿井田南部边界。东西长1000——1600M，南北长400——750M。工业储量576.4万吨,可采储量307.6万吨.(包括F3断层防水煤柱)就我矿目前的开采技术水平来说,做为一个采区开采是比较合理的。 2.1.2、四邻边界
八采区位于我矿南部边界：其西南部和南部与牛儿庄矿相邻，东部以F3断层与小屯矿为界，西北部和北部为我矿东二采区（已采）。采区内以F20断层为界。
2.1.3、邻区对本区的影响因素
（1）、水的影响
本采区东部以F3大断层为界,此段含水层沿断层裂隙突出的危险。施工时必须探清断层要素,编制防水措施,核定防水煤柱。
（2）、其它
采区西翼还受到东二采区以探明的陷落柱的影响。在此处作业时，应有防止受其危害的措施。
第二节 采区内煤层赋存的条件
开采煤层特征：
煤层 煤厚 倾角 倾向 走向 稳定性 大平均 6(m) 7.8-3.5（m）
12° 4--16° 400--7801000--1600（m） （m） 硬度 牌号 煤 最大—最小 稳定 0.9—1.2 PM 第三节 地质构造及水文地质条件
2.3.1地质构造概述
本采区西部为南岗穹隆，东部为小屯穹隆，南部为牛儿庄向斜，采区构造变化较大，主要呈现鞍部构造，局部小褶曲发育。本采区断层发育，主要以NE走向为主。断层控制程度低。
2.3.2水文地质条件概述
本采区处于单斜及构造盆地单元，主要来源于大煤顶板砂岩水和大煤顶板灰
岩水，也受F3断层水和邻区考空积水的威胁。
其中：大煤顶板砂岩水 正常最大1.0（m3/min）, 最大1.5（m3/min）
大煤顶板灰岩水 正常0.3（m3/min），最大0.5（m3/min） 另外考虑邻区积水
本区综合：正常涌水量为2（m3/min）
最大涌水量为3（m3/min）
第四节 开采煤层及顶底板
开采煤层顶底板特征
煤层 类别 直接顶 大 煤 老顶 直接底
岩石名称 厚度(M) 粉砂岩 中细砂岩 粉砂岩 6.5 4.2 10.0 主 要 特征 深灰色，较细含植物化石 灰白色，石英长石为主，具空隙水 黑灰色，顶部软，含植物化石，有石遂石 第五节 其它因素
2.5.1 瓦斯
由地质提供的资料：
回采绝对瓦斯涌出量预计27.084 m3/min； 相对瓦斯涌出量为12 m3/t。 瓦斯等级属于高瓦斯。 2.5.2煤尘爆炸系数
该数据经97年7月份实测，煤尘具有爆炸性，爆炸指数为14.08——18.76。
2.5.3自然发火期
采区大煤煤层自然发火期为3——12个月。
第三章 采区储量与生产能力
第一节 采区的储量
3.1.1采区储量计算
本采区工业储量为514.9万吨，可采储量为397.6万吨。（不包括F3断层煤柱）
大煤工业储量： 514.9万吨； 其中: 上山煤柱煤量 138.71万吨； 上山煤柱损失 31.49万吨； 煤柱损失 66.69万吨；
回采煤量 376.19万吨。
Zk=(Zg-P)C
式中Zk----采区可采储量，万吨；
Zg----采区工业储量，万吨； P-----采区煤炭损失量，万吨；
C-----设计采出率。采区采出率：薄煤层不低于85%；中厚煤层不低于80%；厚煤层不低于75%。
C=376.19/(514.9-98.18)=0.9符合要求。
T=Zk/Ak
式中Zk----采区可采储量，万吨； T------采区服务年限，a；
A-------采区设计生产能力，万吨/a； K------储量备用系数，一班取1.3-1.5 T=376.19/150*1.3=1.93(取整为2年)
第四章采区技术方案设计
第一节采煤方法的选择
.4.1.1选择采煤方法的原则
采煤方法的选择是煤矿安全生产的重要内容，它将直接影响矿井安全
生产和煤矿企业各项技术经济指标。选择采煤方法应当结合区域经济特点，根据煤层赋存条件、矿井开采技术水平等因素，选用技术先进、经济合理、安全条件生产好、资源回收率高的采煤方法。
选择采煤方法，必须满足安全、经济、煤炭采出率高的基本原则，努力实现高产高效安全生产。所谓安全，就是必须贯彻“安全第一”的生产方针，做到采煤工艺先进合理，采煤系统可靠技术措施完善。经济就是高产、高效、低耗、低成本，煤炭质量好。采出率高就是要求尽量减少煤柱损失，减少工作面留煤损失和泼撒损失，最大限度地提高煤炭资源采出率，已达到国家要求。选择采煤方法应当遵循的三个基本原则。 4.1.2影响采煤方法选择的因素
影响采煤方法选择原则要求，在选择和设计采煤方法时，必须考虑到具体的地质、技术和经济因素的影响。 1、地质因素 （1）煤层倾角
煤层倾角的变化不仅直接影响到采煤工作面推进方向、破煤方式、运煤方式、工作面长度、支护方式、采空区处理方法，而且还直接影响到采区巷道布置、运输方式、通风系统、顶板灾害防治措施以及各种参数的选择。一般条件下，倾角小于12°的煤层，有利于采用巷道系统简单的倾斜长壁采煤法；倾角大于12°的煤层，多数采用走向长壁采煤法。 （2）煤层厚度
一般条件下，薄及中厚煤层通常采用一次采全高的采煤方法，厚煤层可采用大采高综合机械化采煤一次采全高、放顶煤采煤法，也可以采用分层开采的方法。在开采自然发火期较短的厚煤层时，就必须采区综合预防
煤层自然发火的措施。 （3）煤层特征及顶底板稳定性
煤层的硬度、煤层的结构、含煤层数及煤层顶底板岩石的稳定性，都直接影响到采煤机械、采煤质构造复杂、埋藏条件不稳定的煤层，可选择普通机械化采煤方法、爆破落煤采煤方法以及其他适应性较强、安全可靠性较高的采煤方法。多走向断层的煤层宜采用走向长壁采煤法；多倾斜断层的煤层，宜采用倾斜长壁采煤方法。因此在选择采煤方法之前，必须加强地质勘查和测量工作，准确掌握开采范围内的地质构造情况，以便正确的选择适应的采煤方法。 （4）煤层含水性
煤层及其顶底板含水量较大时，需要在采煤工作面开采前采取疏排措施，或在采煤过程中布置疏排水设施，应在选择采煤方法时加以充分考虑。 （5）煤层瓦含量
煤层瓦斯含量较高时，在选择采煤方法时，应当考虑布置预抽瓦斯专用巷道和预抽瓦斯钻孔，并通过瓦斯管网进行瓦斯抽放。还要考虑在煤矿开采过程中加强通风和瓦斯经管，防止瓦斯事故的发生。 （6）煤层自然发火倾向性
煤层自然发火倾向性直接影响着采区巷道布置、工作面参数、巷道维护方法和采煤工作面推进方向等，决定着是否需要采取防火灌浆措施或选用充填采煤法。
2、技术发展及装备水平
工作面采煤工艺技术、装备能力不断提高，工作面单产水平和劳动效
率迅速增长。因此在采煤方法选择时应考虑不同装备水平的工艺技术、工作面单产水平必须同矿井各个生产环节能力相适应，并留有相当的发展余地。
3、矿井经管水平
矿井经管水平及员工素质对采煤方法的选择也会有一定影响，在选择和应用那些技术要求高、生产组织复杂、经管比较复杂的采煤方法时，应在加强对员工安全技术培训前提下，按照先易后难原则，有计划地、循序渐进地逐步试用，在掌握其技术要领并积累一定实践经验后推广应用。
4、矿井经济效益
矿井的经济效益是选择采煤方法的重要因素。在选择采煤方法时，要研究拟采采用采煤方法的投入和产出关系，考虑企业的投资能力和采煤方法经济效果。还要考虑设备供应和配件、消耗材料的供应情况，尽量保证生产消耗材料能就地取材，以降低原煤生产成本。
综上因素考虑采用一次采全厚放顶煤采煤方法。（详见第五章第一节）
第二节采区巷道布置
4.2.1采区设计技术方案的选择及其参数的确定 1．采区参数确定
采区参数包括：采区尺寸、工作面及区段长度、采区煤柱尺寸及采区生产能力。 (1)采区尺寸数值
采区尺寸包括走向长度和倾斜长度。使用单体液压支柱的普采工作面
采区，其走向长度一般为1000——1500m；综采采区以用单面布置，其走向长度一般不小于1000m；当双面布置时，一般不小于2000m。综放走向长度一般不宜小于800—1000m。 (2)采煤工作面长度
合理的工作面长度应能为实现工作面高产、高效提供有利条件。在确定工作面长度时，应考虑一下因素。煤层赋存条件；机械设备及技术经管水平；巷道布置等因素。
综合机械化采煤工作面长度，一般为150—200m；普采工作面长度，一般为120—150m；炮采工作面长度80---150m；对拉工作面总长度一般为200---300m。小型矿井工作面长度可采用大、中型矿井的下线或适当降低。急倾斜采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法的工作面一般为30---60m。综放工作面长度一般不应小于80m，目前以130—200m较为合理，在设备可靠性和技术熟练程度提高的前提下，综放工作面程长度可适当增加。 (3)采区煤柱尺寸
煤柱留设应按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱及压煤开采规程》的相关规定确定。
采区上山间的煤柱宽度（沿走向）：薄及中厚煤层为20m；厚煤层为20---25m。工作面停采线至上山的煤柱宽度：薄及中厚煤层为20m；厚煤层为30---40m。
上下区段平巷之间煤柱宽度：薄及中厚煤层为8---15m；厚煤层为30m。 运输大巷一侧煤柱宽度：薄及中厚煤层为20---30m；厚煤层为25---50m。 回风大巷一侧煤柱宽度：薄及中厚煤层为20m；厚煤层为20---30m。
采区边界两个采区之间的煤柱宽度为10m。
断层一侧煤柱宽度根据断层落差及含水等具体情况而定：落差大且含水时留30---50m；落差较大留10—15m；采区内落差小的断层通常不留煤柱。
应当指出:大巷布置在较坚硬的岩石中，或大巷距离煤层垂距在20m以上时，一般不受采动影响，其上方可不留护巷煤柱。 (4)采区生产能力
采区生产能力是采区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面出煤的总和。合理确定采区生产能力，可以充分发挥采区主要巷道和设备效能，改善采取各项技术经济指标，合理提高采区生产能力，是实现采区集中化生产，不断提高矿井产量、减少同时生产采区个数的重要措施。本矿井初步确定采用高产高效一井一面工作面开采，因此一个工作面的生产能力即为矿井的生产能力1.50Mt/a。工作面工作制度采用“四六”工作制，即三班采煤，一班准备，年工作日为300天。则为达到矿井生产能力每天的产量为：
1500000/300＝5000t
1、一个工作面生产能力确定
①、工作面采用双向割煤，往返进两刀所需时间tL为
tLLL11t1 （式5-1） vc式中：L——工作面长度，180m；
L1——斜切进刀段长度，30m；
vc——采煤机正常割煤牵引速度，取3m/min；
t1——采煤机反向操作及进刀所需时间，取10min。
由上式计算得出tL＝60min。
②、 必须的间歇时间T停
必须的间歇时间包括每割完一刀煤检查机器更换截齿时间；正常的停开机时间；采煤机改变牵引方向时的翻挡煤板时间及滚筒调位时间等。根据实际情况，T停取40min。
③、因此每割一刀煤用时100min，工作中保留一定的富裕系数即割一刀煤用时取180min。即每班可采2刀。
①
确定采区生产能力的确定
采煤工作面产量A1=Lvmrc L-----采煤工作面长度，180m；
V-----工作面推进度，1134m/a；（每天进6刀，截深0.63m，日进度为3.78m，一年按300天计算）
M----煤层厚度或采高，6m； r-----煤的体积密度，1.5t/m3；
c----采煤工作面采出率，放顶煤工作面采出率为0.9
A1=180×1134×6×1.5×0.9=165万吨≥ 150万吨符合要求。 ②
采区内同时生产的工作面数目
以为本矿井为高产高效一井一面矿井所以只有一个生产工作面。 ③
采区生产能力的验算
a. 采区运输能力验算
A1≤An（η/K）×300 式中Ａｎ—设备生产能力，450t/h；
η－输设备正常工作系数，一般取0.7-0.9； Ｋ－产量不均衡系数，取1.2-1.3； Ｔ－日出煤时间，18h。
A1≤450×18×0.8×300÷1.3＝168万t，符合要求。 ｂ．采区通风能力验算 A1≤300×24×60×ｖｓ/CC1 式中V－巷道内允许的最大风速，4ｍ/ｓ；
S－巷断面积，19.8㎡；
C－生产１ｔ煤需要的风量，16m3/(min·t)； C1－风量备用系数，取1.2
A1≤300×24×60×4×19.8÷16÷1.2＝178.2万t，符合要求。为了保证矿井稳产高产，必须做好采煤工作面接替计划。
采区工作面接替表 表4—1
八采区工作可采生产面储量采区编号/万生产条件面长*采高*月进度/月产----11量----11----11/万 -4-6-8-10-12 -4-6-8-10-12 -4-6-8-10-12二采区
注：采煤工作面以四位数字编号，第一位数字代表水平序号，第二位数字代表采区编号，第三位数字代表煤层编号，第四位数字代表区段编号。 4.2.2.采区形式、采区上山的数目及位置
1、采区上山位置的要求
采区上山是采区的主要巷道，应以有利于采区生产和巷道维护作为确定其位置的主要依据，同时考虑其经济效益。上山根据层位可分为：岩层上山和煤层上山两种方式。
采区上山在下列情况下，可以考虑在煤层中布置：①对于可采单一煤层，薄及中厚煤层的采区，采区服务时间短；②可采只有两个分层的单一厚煤层采区，开采深度小，顶底板比较稳定，煤质在中硬以上 ，上山不难维护时；③联合布置采区，下部为维护较好的薄及中厚煤层时；④为部分煤层和区段服务的，维护年限不长的专用通风或运煤上山。
对于单一厚煤层和联合布置的采区，一般应将上山布置在煤层底板岩石中。但如果下部煤层的底板岩层距涌水量大的含水层很近，不能布置上山，或者当上山只为采区上部煤层或部分区段服务，开采下部煤层便废弃不用时，可以考虑把上山布置在煤层群的中部或上部。
2、采区上山坡度
一般情况下，采区内煤炭的运输都采用输送机上山运煤或上山溜放。缓倾斜煤层一般采用输送机上山，倾斜煤层采用自溜上山。
坡度小于15°的上山，可铺设带式输送机或刮板输送机运煤；坡度在15°～25°的上山，可铺设刮板输送机运煤；坡度超过25°的上山，可采用搪瓷或铸石溜槽溜煤，自溜上山的自溜坡度为30°∽35°。
3、轨道上山
轨道上山的提升方式，一般采用绞车牵引的串车方式或循环绞车（无极绳）运输方式。采用串车提升的，要求上山坡度小于25°；采用循环绞车运输的，要求上山坡度不超过10°。当煤层倾角大于25°时，无论是煤层轨道上山，还是岩层轨道上山，其坡度应与煤层倾角一致；当煤层倾角大于25°时，应将上山坡度控制在25°以下。上山坡度在6°∽25°之间，可采用单滚筒绞车辅助提升。
4、采区上山的数目
采区上山至少为两条，一条为运输上山，一条为轨道上山，同时兼做通风和行人。
在生产能力很大的特厚煤层采区，联合布置的采区；产量较大，瓦斯涌出量也很大的采区，特别是下山采区；产量较大，经常出现上、下区段同时生产，需要简化通风系统的采区，运输上山和轨道上山均布置在底板岩石中。增设的上山如果服务年限不长，可沿煤层布置。
在以下情况下，需要三条上山：煤层层数多，生产能力大的煤层群联合布置采区；生产能力较大，瓦斯涌出量也很大的采区，特别是需要有专门排出瓦斯上山；生产能力大，经常出现上下区段同时生产，需要简化通风系统的采区；集中运输上山和轨道上山均布置在底板岩层中，需要探清煤层情况，或为提前掘进其他采区的巷道以及需要泄水的采区。
增设上山一般可用作运煤或通风用，也可兼做行人、辅助提升。增设的上山特别是服务年限不长的上山，多数可沿煤层布置，以便减少掘进费用，并起到探清煤层变化情况的作用。
5、采区上山的布置方式
开采厚煤层的采区上山可布置在煤层底板岩层中，也可以布置在煤层中。当煤层厚度较大，采区储量较丰富，采区上山服务年限较长时，如果
将采区上山布置在煤层中，不仅巷道维护较为困难，维护费用高，而且要留设较大尺寸的煤柱，增大煤柱损失。因此，一般将采区上山布置在距煤层底板以下10∽15m的岩层中。只有煤层厚度不大，采深较浅，顶板和底板岩层稳定，煤质较硬，煤层自然发火危险小或者是煤层底板之下有一层含水量较大的岩层，或煤层底板为较厚的松软岩层，布置岩巷有困难的情况下，才考虑将上山布置在煤层中。
采区上山数目一般为2条，其布置方式可以是两岩、两煤或一岩一煤等。但在特殊情况下，也可以布置三条上山，可以是三岩上、三煤上山或一煤二岩上山布置方式。
上山之间应有一定的层位高差，一般运输上山布置在上层位，轨道上山布置在下层位，这样有利于巷道的排水及与区段巷道的衔接。当二条上山均在煤层中布置，且煤层厚度有限，而一条上山可能处于软弱破碎岩层中时，为便于巷道维护，仍应在同一层位布置上山。岩石上山的布置应是其处于基本避开采动影响、较为稳固的岩层中，因此 ，上山距煤层底板应保持一定的距离。
采取两条岩石上山布置的，其水平间距一般取20∽25m；三条岩石上山的，其间距可以缩小到10∽15m；如果是煤层上山，则间距要增加到20∽30m左右。上山间距，过大则会使上山之间的联络巷长度加大，过小不利于巷道维护，也不便于在其间布置机电硐室，给中部车场的布置和施工带来困难。
4.2.3.采区设计技术方案
采区形式：采用综采放顶煤采煤法的采区，要求有一定走向长度，采区上部走向长度 1600，下部走向长度1000m， 平均走向长度 1200m。 采用单翼采区布置。走向为1200m。根据所有采区资料分析采用三条上山布置，有三种技术方案进行比较分别为三岩上山布置、两岩一煤上山布置和
三煤上山布置。
采区技术方案技术比较表表4—2
技术方案 工程 1.掘进工程量 第一技术方案 三岩上山技术方案 工程量大。因三条上山均在岩石中，故要多掘378m石门和60m溜煤眼 2.工程难度 3.通风距离 4.经管环节 困难。一是岩巷施工，二是巷道连接复杂 长。每个区段要增加180m的通风距离 经管环节多。一是溜煤眼多，二是漏风地点多 维护工程量少，维护费用低 第一技术方案 第三技术方案 二岩一煤上山技术方案 工程量较大比第三种多掘170m石门 困难 较长。每区段增加100m通风距离 多（同第一技术方案） 煤层上山，维护工程量较大，费用较高 煤层上山支架部分可以回收复用 三煤上山技术方案 工程量小 较容易 短 少 煤层上山，梯形金属支架受采动影响大，维护工程量大，费用高 可以回收，70%可以复用 5，巷道维护 6.支架回收 7.工程期
无法回收
采区技术方案经济比较表 表4—3
技术方案 工程 1.上山 长度/m 掘进单价/元·m 费用/元 第一技术方案 三岩上山技术方案 250×3 500 375000 250×2+250 500 400 350000 250×3 400 300000 第二技术方案 二岩一煤上山技术方案 案 第三技术方案 三煤上山技术方
2联络巷 石门 长度/m 单价/元·m 单条上山费用/元 总费用/元 上山到2号煤层63m 500 31500 189000 上山到2号煤层63m 500 31500 126000 63 50 3150 9450 0 0 溜煤眼（直径为2m） 体积/m3 单价/元·m 每区段费用/元 总费用/元 63 50 3150 9450 3.维护巷道 长度/m 单价/元 维护时间/a 费用/元 250×32+63×2 5 5（可供两翼共用） 21900 250×2+2×63+250 5 5 103150 70 250×3 70 5 262500
采区技术方案经济比较汇总表 表4—4
技术方案 工程 1初期投资/元（包548450 括上山、石门、溜煤眼等） 初期投资比较/% 2.总费用/元 总投资 总费用 总费用比较/% 182．82 661873 659005 105．83 161.81 782104 609034 97.75 100 912190 609037 100 485450 300000 第一技术方案 三岩上山技术方案 第二技术方案 二岩一煤上山技术方案 第三技术方案 三煤上山技术方案 通过技术经济综合比较，和采区服务年限的因素等，本采区采用两岩一煤上山技术方案。布置在煤层走向中央（已采的二号采区和设计的八号采区共同用一组上山）。轨道上山、运输上山布置在煤层底板岩石中，回风上山布置在煤层中，以便于处理区段平巷与上下山交叉关系。三条上山间距为10—20m。采用锚网索支护。
图4—1采区上山布置
1—轨道上山；2—运输上山；3—回风上山
4.2.4区段平巷确定及依据 1.区段平巷的布置要求
应保证采煤工作面的生产需要，尽可能获得较好维护条件； 应考虑尽量减少万吨掘进率和掘进费用；
应考虑通风、防治自然发火、瓦斯等方面灾害的要求； 应考虑有利于工作面接替。 2.区段平巷布置方式
对于开采单一薄及中厚的采区，区段平巷布置在煤层中，一般留有8—15m煤柱维护。开采厚煤层时，各个分层的区段平巷，在煤层倾角小于15-20°时，一般采用内错式布置；倾角小于8°的近水平煤层，一般采用重叠式布置。条件适合时，尽可能采用沿空留巷或沿空掘巷的布置方式。
按其掘进方式的不同，区段平巷通常有双巷布置和单巷布置两种方式。根据瓦斯和区段因素选平巷双巷布置。
（1） 平巷双巷布置
双巷布置是指上一区段运输平巷和下一区段回风平巷两巷同时掘进成巷布置方式。对于普通机械化采煤和爆破采煤，在煤层走向变化较大情况下，采用双巷布置时通常区段轨道平巷超前于区段运输平巷掘进，这样既可探明煤层变化情况又便于辅助运输和排水。对于煤层瓦斯含量较大、一翼走向长度较长的采区，双巷掘进有利于掘进通风和安全。煤层瓦斯含量高的矿井，需要在工作面采煤前预先抽放瓦斯时，或者工作面后方采空区瓦斯涌出量很大时，需加强通风和排放采空区瓦斯时，可将区段回风平巷布置成双巷。见图4—2所示的就是靠近采空区的一条回风平巷作为瓦斯尾
巷，专用作排放采空区瓦斯。
对于综合机械化采煤，区段平巷采用双巷布置时，可以缩小巷道断面，将运输机与移动变电站、泵站分别布置在两条巷道内，运输平巷随采随弃，而对移动变电站、泵站所在的平巷加以维护，作为下区段的回风平巷，如图4—3所示。这种布置方式的缺点是，配电点到用电设备的输电电缆以及乳化液输送管、水管等需穿过两条平巷之间联络巷，工作每推进一个联络巷的距离时，需移置电站、泵站并将电缆、油管等管线拆下来在另一条联络巷中重新布置，给生产、维护带来不便。综合机械化采煤工作面的等长布置，要求下一个区段轨道平巷应按中线取直。
采用双巷布置时，当上区段采煤工作面结束，就应立即转入下区段进行回采，以减少回风平巷的维护时间。
图4—2排放采空区瓦斯的区段平巷布置 1—区段运输平巷；2—区段回风平巷；3—瓦斯尾巷
图4—3综采区段平巷的双巷布置
1— 转载机；2—带式输送机；3.—变电站；4—泵站；5—配电点
3.区段无煤柱护巷
用区段与区段之间留设煤柱的方法来维护区段平巷，即使得采区平巷处于固定支承压力影响范围内，有造成煤炭采出率低。为了避开或消弱固定支承压力的影响，改善活动维护状态，减少煤炭损失，可采用无煤柱护巷的方法，即沿空留巷和沿空掘巷。
沿空掘巷方法多用于开采缓斜、倾斜中厚煤层和厚煤层。所以选沿空掘巷。
沿空掘巷是在上区段采煤工作面回采结束后，经过一段时间待采空区上覆岩层移动基本稳定之后，沿上区段运输平巷采空冒落区边缘，掘进下区段工作面的区段回风平巷。根据煤层赋存状况、地质条件及所采取措施不同，沿空掘巷分为完全沿空掘巷、留窄小煤柱沿空掘巷，如图4—3所示。
沿空掘巷的位置应避开固定支承压力影响较大的区域，并且要求在采空区上覆岩层垮落稳定之后才能开始掘，一般情况下掘进与上区段采煤工作面之间的间隔时间应不少于3个月，通常为4—6个月，个别情况下要求8—10个月，坚硬的顶板比软顶板所需间隔时间要长一些。
沿采空区掘进巷道时，要尽量减少掘进时的空顶面积，适当缩小放
炮进度，减少炮眼个数和装药量，加大巷道支护密度，并用木板或荆条刹好顶帮，以防止采空区矸石窜入巷道，防止冒顶事故。
4.2.5区段参数
区段参数主要是指区段走向长度和区段斜长。
区段走向长度，即为采区的走向长度。区段一翼的走向长度减去采区上山一侧的保护煤柱宽度和采区边界煤柱宽度，即为该翼采煤工作面的推进长度。采煤工作面的推进长度，炮采时一般不小于400m,普通机械化采煤不小于500m，综合机械化采煤不小于1000m。
区段斜长，为采煤工作面长度、区段煤柱宽度和区段上下两条平巷的宽度之和。
综采工作面长度一般为150—200m，普采工作面长度一般为120—150m，炮采工作面长度一般为80—150m。
为了易于区段平巷维护，一般在上下两个平巷之间留设一定宽度的煤柱，使平巷处于工作面上、下方固定支承压力影响较小的区域。缓斜、倾斜薄及中厚煤层，区段煤柱的宽度一般在8—15m，厚煤层约为30m左右。
4.2.6确定采区巷道布置
综上所述，经过综合考虑各种因素确定采区巷道布置如下： 1、本矿井主采煤层为2号煤层，平均厚度6m，平均煤层倾角12°，适合采用采区准备方式，上山沿倾向布置。
2、本矿瓦斯涌出量较大，地质构造相对简单，涌水量较大。根据《煤矿安全规程》，以上条件下采区必须布置三条上山才能满足生产系统的要求，分别为运输上山、轨道上山和回风上山，分别承担工作面煤炭的运输、材料的运输和回风的任务。另外还要考虑到大煤下部野青煤和山青煤的开采。所以综合考虑以上原因，采区采用两岩一煤上山技术方案。布置在煤层走向中央（已采的二号采区和设计的八号采区共同用一组上山）。轨道上山、运输上山布置在煤层底板岩石中，回风上山布置在煤层中，以便于处
理区段平巷与上下山交叉关系。三条上山间距为10—20m。采用锚网索支护。
3、本矿井属高瓦斯矿井，按照常规区段上下平巷应采用双巷掘进，并要求下区段轨道平巷要超前上区段运输平巷沿腰线掘进，这样既可以探明煤层变化情况又便于辅助运输及排水。但由于本矿井属深部延伸矿井，开采深度大，地层压力大，采用双巷掘进时下区段回风巷难以维护，使矿井不能正常生产。经实践采用沿空掘巷能解决地层压力大所造成的影响问题，能保证矿井正常生产。故工作面两巷采用沿空掘巷布置。本采区工作面推进长度达1200m，工作面长度为180m，工作面生产服务年限为1年左右，一个工作面就能保证全矿井年设计产量的要求，又因为沿空掘巷需待上部采空区完全垮落稳定后才可进行掘进，所以采区的回采顺序采用两冀交替方式进行回采（二采区和八采区交替掘进和生产）。 4、轨道上山上部设置绞车房，用于提升物料，运送矸石。区段平巷的巷宽，综采约为4.0—4.5m。
第三节采区车场及硐室选型设计
采区车场是采区上山与运输大巷、回风大巷以及区段平巷连接处的一组巷道和硐室的总称，是采区巷道布置系统中的重要部分。采区车场的巷道包括甩车道、存车线及一些联络巷道，硐室主要有煤仓、绞车房、变电所和采区水仓等。根据车场处的位置不同可分为采区上部车场、采区中部车场采区下部车场。
4.3.1采区车场选型
1、上部车场采用单向甩车场，绞车房位于阶段回风水平以上，绞车将矿车沿轨道担至甩车道标高以上，然后经甩车道下甩到上部区段回风巷水平。这样可以便可在平巷中设置储车线和调车线。线路变平后，设单开道岔非平行线路连接点。矿车反向调入平巷后，在错车线倒车。为了缩短倒车时间，提高通过能力，在单开道岔后在设一个分车道岔，变为双轨线路。
图4-4采区上部车场
2、中部车场采用绕道式中部车场，在采区某个区段下部，甩车道线路有上山斜面进入与平巷同一平面后，经顶板绕道到达上山的两翼巷道，即为绕道式中部车场。
图4-5采区中部车场
3、采区下部车场采用大巷装车式底板绕道车场，轨道上山在接近采区底部时变坡取平，与辅助运输大巷相连。在底部车场内设置双轨道，方便错车。进入起坡道后变为单轨道。矿车由电机车牵引到下部车场后推入底板绕道，挂钩提升。如图5-3。
图4-6采区下部车场
4.3.2采区主要硐室的布置
采区主要硐室包括采区溜煤眼、采区绞车房、采区变电所等。 1、采区煤仓
本矿井设计的运输大巷和采区运输上山均采用胶带输送机运输，辅助运输大巷和采区轨道上山均采用矿车运输。采区下部车场采用大巷装车式底板绕道车场，因此在采区下部将运输上山提前取平，在大巷上部设采区煤仓，以缓冲采区采出煤炭对运输大巷产生的运输压力。采区采出的煤炭经运输上山运至采区煤仓，再下放到运输大巷胶带输送机上运出。
2、采区绞车房
采区提升绞车房的位置应选择在围岩坚硬的中厚及厚煤层或底板岩石中，避开瓦斯突出、地质构造复杂、含水丰富的地方，并且有良好的通风条件；有防火、防水、防潮的措施，室内不能滴水等。因而，本设计中绞车房布置在2煤层的底板砂岩中。采用半圆拱形断面，选用不可燃的材料支护并联合锚杆支护。
3、采区变电所 本设计采区变电所位于运输上山和轨道上山之间。 (1) 一般规定及要求：
采区变电所是采区供电的枢纽，由于低压输电的电压降大，故合理地确定采区变电所的位置及尺寸是保证采区生产、减少工程费用的重要措施。
1)、变电所的位置应设置在岩石稳固，地压小，通风良好，无淋水的地点。
2)、变电所应设在采区用电负荷中心。 3)、硐室必须装设向外开的防火铁门，提醒全部敞开时，不得妨碍交通。铁门上应装设便于关严的通风孔，以便必要时隔绝通风。装有铁门时，门内可加设向外开的铁栅门，但不得妨碍铁门的开关，或装设向外开的防火栅栏两用门。
4)、变电硐室以及从硐室出口防火铁门起5m内的巷道应砌镟或用其他不燃性材料支护。
5)、变电所长度超过6m时，必须在硐室的两端各设一个出口。 6)、硐室内的电缆进去放火门因设在套管，管孔应密封。 7)、硐室内不应有滴水现象。
(2) 采区变电所的形式:采用“一”字形布置。 (3) 硐室尺寸确定
平面尺寸：根据变电所的设备布置，设备的外形尺寸，设备的维修和行人安全间隙来确定。
硐室内设备排列：将高压和低压设备分别布置在硐室两侧，其间过道大于0.8m。设备与墙壁之间留有0.5m以上安全间隙。硐室内主要行人道大于1.2m。硐室通道取2.0m。宽度一般为2.5~3.6m，本硐室取3.5m，硐室高度一般为2.5－3.5m，本硐室取3.5m，长度为15m。
4、硐室的断面形状及支护
硐室断面为半圆拱形，用混凝砌筑。变电所的支护要用不可燃材料，在此采用锚喷支护，用100号混凝土铺底，厚200mm，以防矿井水流进变电所，硐室设置3‰的坡度，便于向外流水。变电所两端各设一个出口通道，通道高度取2.5m，采用锚喷支护。
第四节开切眼布置
切眼长度180m，沿煤层倾向布置，施工时规格为宽度3.2m，高度2.5m，采用二梁八柱对棚支护，安装支架时二次扩巷，扩帮后切眼规格为：宽6m，高2.5m，安装ZF2200/16/24液压支架120架，安装ZFG2200/16/24液压支架8架。
第五节采区运输及设备选择
4.5.1运输上山设备选择 由于上山倾角在13°左右，普通皮带不能满足要求，因此选用DJ系列波状挡边输送机，型号为DJ1400/160Ⅱ。其技术特征见表4—5。
DJ1400/160Ⅱ型带式输送机的技术参数表 表4-5 工程 型号 带宽 适应倾角 功率 运输能力
技术特征 DJⅡ1400/160 1400 0～90 160 2800 单位 mm 度 kW t/h
带速 挡板高 3.15 600 m/s mm 2、输送能力验算：
根据设计规程要求，上山皮带输送能力应大于平巷输送机的1.2倍：2×1100×1.2＝2640t/h﹤2800t/h,满足设计要求。
4.5.2采区轨道上山设备选择
由于本采区辅助运输运量较大，所以本采区辅助运输采用1.5t固定式矿车，具体的技术参数见表4—6。
1.5吨固定式矿车参数表 表4—6 工程单位 型 号 装载量/t 轨 距/mm 车轮直径/mm 外型尺寸（长×宽×高）/mm 质 量/kg 允许牵引力(4倍安全系数)/N 技术特征 MGC1.1-9 1.5 900 300 2000×880×1150 610 60000 4.5.3区段平巷运输及设备选择
1.转载机选型
设计选择SZZ-764/132型转载机,其技术特征见表4—7。
SZZ-764/132型转载机的技术参数表 表4—7 型号 出厂长度 运输能力 链速 型号 电动机 功率 转速 电压 减速器速比 SZZ-764/132 41.2 1100 1.28 KBY500-132 132 1480 1140 1：23.48 单位 m t/h m/s kW rpm V
与伸缩式输送机重叠有效长度 中部槽规格 圆环链规格 刮板链形式 刮板间距 制造厂家 2.破碎机机选型 12.4 1500×764×222 2-φ26×92 中双链 m mm mm 920 mm 山西煤机厂 本设计选择PEM1000×650Ⅱ型颚式破碎机，其技术特征见表4—8。 PEM1000×650Ⅱ型颚式破碎机的技术参数表 表4—8 型 号 结构特点 过煤能力 破碎能力 进料口尺寸(进煤出煤) 出料粒度 型号 电动机 功率 电压 PEM1000×650 颚式 1100 600 1000×650 60～370 JBY91-4/55 55 1140/660 张家口煤机厂 单 位 t t/h mm mm kW V 制造厂家 3.平巷皮带送机选型 1、本设计选择SSJ1000/2×110型皮带输送机，其技术特征见表4—9。
SSJ1000/2×110型带式输送机的技术参数表 表4—9 工程 型号 带宽 型号 电机功率 功率 电压 运输能力 带速
技术特征 SSJ1200/M 1000 YSB-160 160×3 660/1140 1200 2 单位 mm kW V t/h m/s
制造厂家 西北煤矿机械厂 2、输送能力验算： 根据设计规程要求，平巷皮带输送能力应大于刮板输送机的1.2倍：900×1.2＝1080/h﹤1200t/h，满足设计要求。
第五章采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的选择
5.1.1采煤方法
1、一般采煤方法设计遵循以下原则：
技术先进，要求采煤工作面机械化水平高，单产高，煤炭质量好，煤炭采出率高；
经济合理，要求劳动效率高，材料消耗少，吨煤成本低；
生产安全，生产中要用科学的经管水平，应用先进的生产设备和技术，认真贯彻《煤矿安全规程》，确保安全生产，保证矿井有完整的运输通风排水和行人的系统，设置完善的安全设施。
2.采矿方法确定依据
八采区主采层为2号煤层，平均厚度6M，煤层倾角平均12°，结构简单，赋存稳定。采区内没有大的断层影响。煤质的硬度2-3，煤层直接顶为细砂岩，厚度3—5M；老顶为粉砂岩，平均厚度7.8M；直接底为粉砂质泥岩厚度3—4M；老底为细砂岩，厚度10M。经鉴定该矿井2号煤层自然发火为三类自然发火煤层，发火期为3—12月；煤尘具有爆炸性；采区瓦斯涌出量为12 m3/t。正常涌水量为2（m3/min）；最大涌水量为3（m3/min）。
综上考虑，本矿井设为“一井一面”高产高效矿井，要求工作面生产能力比较大，机械程度比较高，根据煤层厚度情况，本矿井采用综合机械化采煤回采工艺，全部跨落法经管顶板，经济效果显著。
根据采区地质条件及煤层特征，以及当前煤炭发展趋势，有两种备
选技术方案放顶煤和一次采全高采煤方法，各有优缺点比较如下：表5—1 优点 1.有利于合理集中生产，实现高产高效；2.单产和效率高，具有显著经济效益；3.巷道掘进较少，减少了放顶煤 巷道的维护工程量，工作面成本低；4.放顶煤开采工作面搬家次数少；放顶煤开采对地质构造、煤层构造、煤层厚度变化适应性强。 1.设备高度大，煤壁易片1.工作面产量和效率高；2. 巷道大采高掘进较少，减少了巷道的维护工程量，对少。 一次采全高 同时生产也相对集中；4.材料消耗相帮，经管难度大；2.煤炭损失大；3.对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；4.采高固定，对地质构造、煤层构造和煤层厚度要求高，适用性单一；5.设备投资高。 比较上述两种采煤方法为了满足安全、经济、煤炭采出率高的基本原则，努力实现高产高效安全生产。由于该煤层厚度3.5—7.2m之间，煤层变化大，选择放顶煤采煤方法比较合理，其不利方面可采用一些相应的措施，如无煤柱护巷技术；提高工作面推进度；及时喷注阻化剂；煤体预注水湿润煤层；在放煤口设喷雾装置；尽可能应用低位放顶煤支架；合理配
1.煤炭采出率低；2.放顶煤开采易发火；3.放顶煤开采煤尘大；放顶煤开采瓦斯已积聚。 缺点 风，保证风量，同时加强监测手段及生产技术经管等措施，可以加以改善。 表5—2 采煤方法 放顶煤采
体系 壁整层与分层 整层 推进方向 采空区处理 采煤工艺 综采 适用条件 缓斜5m以倾斜（走向全部垮落
煤法 式 长壁采煤法 法） 上厚煤层 5.1.2放顶煤采煤法的基本特点
放顶煤采煤法厚煤层中，沿煤层底部布置一个采高2—3m的长壁工作面，用综合机械化采煤工艺进行回采，利用矿山压力的作用或辅以人工松动方法是支架上方的顶煤破碎成散体后从支架后方或上方放出，并予以回收的一种采煤方法。
综合机械化放顶煤工作面设备布置（见工作面布置图）。其工艺过程如下：在煤层底部布置的综采工作面中，采煤机割煤后，液压支架及时支护并移至新的位置，随后将工作面前部刮板输送机移至煤壁。操作后部刮板输送机使用千斤顶，将后部刮板输送机前移至相应位置。
采煤机割过1—3刀后，按规定的放煤工艺要求，打开放煤窗口，放出已松散的煤炭，待放出的煤炭中含矸量超过一定限度时，及时关闭放煤窗口。完成采放全部工序为一个放顶煤开采工艺循环。
5.1.3回采工艺参数确定
1确定回采工作面长度、推进方向、推进度 以合理的推进度确定工作面长度：
Lq (式5-1)
SHC式中：q——工作面要求的日产量，5000t；
S——工作面日推进度，m/d，本设计取3.78m/d；
H——一次采厚，m，H=6m；
C——工作面回采率，本设计取80%；
——所采煤的容重，本矿2号煤层为1.5t/m3。
故工作面长度：L＝5000/3.78×6×0.8×1.5=183m
根据本矿拥有设备及条件工作面长度确定为180m，矿井设计年产量为150Mt，由于该井田地质条件较好，且赋存稳定，但煤层属于厚煤层，所以考虑用一个工作面满足生产要求。本设计矿井的工作面推进方式为后退式，工作面由采区边界逐渐向上山方向推进，待达到停采线时停止推进。由于工作面受地质条件限制呈不规则形状，在回采进程中需进行工作面的调斜工作。
工作面的日推进度为3.78m，采煤机截深0.63m，日进6刀，月进度94.5m，年进度1134m详见第四章。
第二节放顶煤采煤工艺
5.2.1放顶煤综采主要工艺过程
低位放顶煤具有连续的放煤口，放煤效果好，采出率高；顶梁长，放煤口距煤壁远，经顶梁反复支撑，使顶煤充分破碎，对放顶既有利；后输送机沿底板布置，浮煤容易排出，移架轻快，同时尾梁插板可以破碎大块煤，放煤口不易堵塞；低位放煤，煤尘小，有利于降尘等优点突出，所以使用广泛，是放顶煤开采的主要方向。一次采全厚放顶煤开采的综采工艺过程如下：
1.采煤机割煤及装煤
放顶煤综采工作面一般采用双滚筒采煤机沿工作面全长截割煤体，工作面两端采用斜切进刀方式。截深一般为0.6—0.8m，采高2.4—2.8m。采煤机落煤由滚筒螺旋叶片、挡煤板及前运输机铲煤板相互配合装入前输送机运出工作面。
本工作面采用MWG160/375型双滚筒割煤机双向割煤一次采2.4m,然后放3.6m的综放顶，追机作业；采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；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移刮板输送机。
割煤机进刀方式：采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，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，采煤机机身处沿留有一段下部煤（见图5.1进刀方式-图a）；
b. 调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直（见图5.1进刀方式-图b）； A2A1(a)A(b)AA12A(d)2A-A(c)A-AA12A1A-AA-A 图5-1 进刀方式图 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（见图5.1进刀方式-图c）；
d. 将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤（见图5.1进刀方式-图d）。
2.移架
为了维护端面顶煤的稳定性，放顶煤液压支架一般均有伸缩前探梁和护帮板。立即伸出伸缩前探梁支护新暴露顶煤。采煤机通过后，及时移架，同时收回伸缩前梁，并用护帮板护住煤壁。本工作面采用ZFS2200/16/24型放顶煤液压支架及ZFTS5400/16/32型端头放顶煤支架支护。
3.推移前部输送机
移架后，移置前输送机。若采用一次推移到位，可以在距采煤机约15m处逐级一次完成输送机的推移。若采用多架协调操作，分段移输送机，可
在采煤机后5m左右开始推移输送机，每次推移不超过300mm,分2-3次将输送机全部移置煤壁，并保证前输送机弯曲段不小于15m，输送机推移后呈直线状，不得出现急弯。前部刮板输送机采用SGD630/200型。
4.移后输送机
在拉架和移置前输送机后，操作移后输送机的专用千斤顶，将后输送机移到规定位置。操作时要注意邻架和溜槽的连接部位，防止错槽和掉链等事故发生。
5.放顶煤
放顶煤为综放开采的关键工序，一般采用一采一放。顶煤的放出顺序，可以从工作面一端开始，顺序逐架依次放煤，如果顶煤较厚，也可以隔架轮换或2、3架一组，隔组轮换放煤。放煤时，要坚持“见矸关门”原则。
综上所述，放顶煤开采的主要工艺过程为：采煤机割煤→移架及时支护→推移前部输送机→拉后部输送机→打开放煤口2、3架一组隔组轮换放煤。放顶煤开采一个循环是以放煤工序完成为标志。
5.2.2放顶煤工作面设备的选择
工作面采用走向沿底开低位放顶煤一次采全高的综合机械化采煤方法，全部跨落法经管顶板。工作面前部由采煤机落煤、装煤；顶煤由工作面后部放煤窗口放出。目前采用的放煤方式主要有：多轮、分段、顺序、等量放煤；单轮、间隔、多口放煤。为减少混矸，提高采出率，设计工作面采用多轮、顺序、间隔、等量、上行放煤的放煤方法。具体操作方法为：放煤顺序按1号、3号、5号等单号放煤窗口顺序放煤，一次放出顶煤量的三分之一到二分之一，然后再按2号、4号、6号等双号放煤窗口顺序放煤，这样反复进行两三轮，将煤放完，尽量使顶煤保持均匀下降，以减少混矸，提高采出率。
移架采用本架操作，滞后采煤机滚筒3-5m追机作业，带压擦顶移架，边收伸缩梁边移架，移架步距0.6m。
放顶煤与移架的距离不小于15m，放顶距机组割煤的距离不小于15m，并保证输送机弯曲段长度不小于15m。高档段在后部溜空帮侧够3排支柱及时放顶。放煤与高档段放顶距离不小于20m。正常情况下超前机组3-5m收护帮板，滞后1-3架放护帮板。顶板破碎时，停机及时伸伸缩梁，打护帮点柱。
1.采煤机的选择
采煤机的选择要考虑工作面的地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等主要参数要选取合理，有较大的使用范围，以便在实际生产中有较强的适应性。
根据本矿井实际情况条件，本设计选用MWG160/375，其技术特征见下表
MWG160/375型双滚筒采煤机技术特征表5-3 型号 采高 卧底量 普氏硬度 适应倾角 设计功率 截割机构 滚筒直径 滚筒数量 截深 牵引形式 牵引机构 牵引力 牵引速度 型号 电动机 总功率 电压
MWG160/375 最低 最高 1400 3000 170 f≤4 0～35 160×2+55 1400 2 630、800 350 0～6 DMB-300S 160×2+55 1140 单位 mm mm mm f 度 kW mm 个 mm 液压、双牵引、无链 kN m/min kW V
重量 机面高度 最低 最高 27 1605 t mm 生产厂商
2刮板输送机的选择
1655 mm 无锡煤机厂 为配合综采工作面采煤机割煤,使采煤机割下的煤及放顶煤能顺利运出工作面,回采工作面采用与采煤机生产能力及顶煤放出速度相适应的刮板输送机运煤.
目前使用的刮板输送机,按照刮板链分,有三种类型:边双链、中单链和中双链，边双链的运输能力大，但受力不均，适用煤质较硬的煤；中单链与中双链的运输能力较大，煤质较软时适用，刮板输送机的输送能力应大于采煤机最大生产能力的1.2倍。输送机中部糟的结构多为开底式，只有煤质底板较软时选用闭底式。同时考虑到要与所选的采煤机相配套，故选用SGZ630/220型刮板输送机。由于是放顶煤开采，故采用前后2个刮板输送机，前后型号相同，其技术特征见表表5—4。
SGZ630/220型刮板输送机技术特征表表5-4 型号 设计长度 出厂长度 运输能力 链速 型号 电动机 功率 转速 电压 减速器型号 减速器速比 布置方式
SGZ630/220 200 180 450 0.93 YBKYSS-55/110 2×110 1475 1140 ZSZ-220 29.362 平行布置 单位 m m t/h m/s kW Rpm V
中部槽型式 中部槽规格 圆环链规格 刮板连破断拉力 刮板间距 结构类型 机器总重 机头卸载方式 与采煤机配套牵引方式 制造厂家
3工作面支护方式及支架选型 (1).放顶煤液压支架的特点及性能
框架式 1500×590×263 f126.92 850 920 铸焊 207 侧卸 无链 张家口煤机厂 mm mm KN mm t 放顶煤液压支架是在普通长壁工作面液压支架的基础上发展起来的，控制基本顶、维护直接顶，自移和推移输送机的功能相同的，但放顶煤机构、支架受力、排头支架、降尘及其他方面的功能则是不同。其主要特点和性能如下：
（1）放顶煤液压支架有液压控制的放煤机构。放顶煤工作面生产的煤炭大多数有放煤口放出，要求放顶煤机构的液压控制性能好、开闭迅速、可靠、放煤口不易堵塞，有良好的喷雾降尘装置。
（2）工作面放煤时，不可避免有大块煤冒落，放煤机构必须有强力可靠的二次破煤性能。
（3）多数放煤支架采用两部刮板输送机，后部刮板输送机专门运送放出的煤，因而支架应有推移后部刮板输送机和清理后部浮煤的性能和机械。
因考虑后部留有通道，作为维修后部刮板输送机和排矸使用。
（4）由于邻近支架放煤时顶煤运动，会使未放煤的支架受到侧向力，因此，支架结构必须有较强的抗扭和抗侧向力的功能。
（5）对于双输送机放顶煤支架，要有足够的工作空间，因此支架的控顶距较大，顶梁较长。
（6）放顶煤工作面的顶板为煤，在多次反复支撑作用下较为破碎，因此支架必须全封闭顶板，有更好的控制端面冒顶和防止架间漏矸性能。
（7）放顶煤工作面的采高是根据最佳工作条件人为确定的，采高大体在2.5-3.0m之间。不需要使用双缩立柱或带加长立柱。
（8）由于放顶煤支架重量大，工作面浮煤较多，支架必须有较大的拉架力，拉架速度要快，能够带压擦顶移架。
(2).放顶煤液压支架的选择
支架选型原则：
①支护强度与工作面矿压相适应； ②支架结构与煤层赋存条件相适应； ③支护断面与通风要求相适应；
④液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配。 1)工作面支护方式
矿井设计煤层采用综合机械化放顶煤开采,综放工作面的支护设备为放顶煤液压支架。放顶煤液压支架有高位、中位和低位三种。其中低位放顶煤液压支架因为安全性高，含矸率低而被广泛使用。设计工作面采用沿底开低放顶煤采高为3.0m，放煤高度为3.5 m。采用放顶煤液压支架支护。
支架完成对工作面顶板的支撑、切顶、排矸、护帮、支架前移以及推移工作面刮板输送机等动作。
2）液压支架选型
由于支撑掩护式液压支架具有支撑能力大，切顶能力强，支撑效率高等特点，本工作面采用综放顶煤液压支架，根据“三机”选型配套原则，选用ZFS2200/16/24。其技术特征见表5.3。
ZFS2200/16/24型综采放顶煤液压支架的技术特征表表5-3 工程 型号 放煤形式 高度 长 宽度 中心距 初撑力 工作阻力 支架 支护强度 对底板比压 适应倾角 重量 泵压 移架步距 制造厂家
3)支架支护强度的验算
结合矿上实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的八倍计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算： F=8×H×R×g×S (式5-3)
技术特征 单位 ZFS2200/16/24 双输送机、插板、低位放顶煤 1600—2400 3738—4500 1220—1360 1250 1407—1592 2011—2903 0.48—0.56 0.6—1.2 ≤35° 6.935 31.4 600 峰峰机械厂 mm mm mm kN kN Mpa Mpa (°) T Mpa mm
式中：F ——计算工作阻力,Kn。
H——工作面采高，2.4m。
R——上覆岩层密度，2×103kg。
S ——支护面积，m2。
则：F=8×2.4×9.8×2×103×1.360×4.5=2303kN
根据支架说明书提供的支架阻力为2903kN>2303kN所以支架能满足支护要求。
4端头支架选型
由于工作面的上、下出口处悬顶面积大，机械设备多，又是材料和人员出入的交通要口，所以必须加强支护。针对本设计工作面的具体特点，不仅要采煤，同时要放煤，机械设备比一般工作面多，另外，结合范各庄矿生产经验，决定采用端头放煤支架支护。
根据支架选型要求及设计的特点，选用ZTFS5400/16/32型端头支架，其技术特征见表4—5
ZTFS5400/16/32型端头支架技术特征表
工程 型号 放煤形式 高度（m） 宽度（m） 中心距（m） 初撑力(kN) 工作阻力(kN) 支护强度(Mpa) 对底板比压(Mpa) 适应倾角(°) 供液泵压(Mpa) 全长（mm） 技术特征 ZTFS5400/16/32 双输送机、摆动后尾梁插板、低位放顶煤 1.9—3.2 1.428—1.598 1.5 4985 5410 0.695 1.669 ≤20 31.5 7．82
重量(t) 生产厂家 20 峰峰煤机厂 5.2.3放顶煤要求
1、放煤步距的确定
放煤步距是指沿工作面推进方向前后两次放煤的间距。合理的放煤步距，对提高采出率、降低含矸率十分重要。
放煤步距过大时，所需放出煤的体积大，若打开放煤口，随破碎顶煤的放出，上方矸石也将不断向放煤口移动，由于待放的煤较多，在上方矸石到放煤口后，其采空区后面有一部分顶煤没有放出，造成顶煤过多损失。放煤步距过小时，后方矸石易混入放煤口，影响煤质，并容易误认为煤已经放尽而停止放煤，造成上部煤炭损失。放煤过程中不能保证既不混矸又不丢煤，合理的放煤步距只是把煤炭采出率和混矸率控制在一定范围内。
根据我国放顶煤工作面的实际情况，确定放顶煤步距时可借鉴一下经验公式：L=（0.15—0.21）h 式中L—放顶煤步距，m
h—放煤口至煤层顶部的垂高，3.6m L=（0.15—0.21）×3.6=0.54—0.756m
所以放顶煤支架移动步距为0.6m在合理放顶煤步距范围内，所以支架选型合理。
2、放煤处理措施
放煤时，有三种情况引起放煤不正常：一是碎煤成拱放不下来；二是大块煤堵住放煤口，放不出来；三是顶煤过硬，难以垮落。
处理碎煤成拱主要方法是通过摆动支架的尾梁和掩护梁，一般情况下能破坏成拱的碎煤，也可以升降支架破坏成拱，但这种方法不常用，对支架有所损害。
当大块顶煤堵塞放煤口时，可以通过支架的插板、搅动杆等结构破碎
或松动顶板，在工作面顶板稳定情况下，可以适当的摆动支架尾梁将顶煤松动破碎。遇到特大块煤时，可以采用打眼放炮的方法破碎，但每个炮眼的装药量要严格控制。放落的大块煤在输送机上要及时用人工或机械的方式进行破碎，以免在工作面端头因输送机的过煤高度产生阻煤现象。
顶煤过硬难以垮落时必须预先对顶煤进行破碎处理，目前主要采取从工作面向顶煤打眼放炮方法。若由工作面无法破碎顶煤或在高瓦斯矿井中，可以采用注水软化顶煤措施。
3、放煤方式
综采放顶煤工作面每个放顶煤支架均有一个放煤口，放煤可分为连续和不连续放煤两种，其中低位放顶煤支架为连续放煤，中、高位放顶煤支架为不连续放煤。放煤方式按放煤轮次不同，可分为单轮放煤和多轮放煤。打开放煤口，一次将能放出的顶煤全部放完的称为单轮放煤；每架支架的放煤口需要打开若干次才能将顶煤放完称多轮放煤。放煤方式按放煤顺序不同，可分为顺序放煤和间隔放煤。顺序放煤是指按支架排列顺序（1、2、3…）依次打开放煤口的方式；间隔放煤是指安支架排列顺序每隔一架或多架（1、3、5或1、4、7…）依次打开放煤口。无论是顺序放煤还是间隔放煤都可以采用单轮或多轮放煤，我国常用的放煤主要方式是单轮顺序放煤、多轮顺序放煤、单轮间隔放煤和多轮间隔放煤。
根据矿井要求减少煤炭损失，实现高产高效生产采用单轮间隔放煤理由如下：单轮间隔放煤是指间隔一架或多架支架，每个放煤窗口一次放完，见矸关门。具体操作是，先顺序放1、3、5…支架的煤，相邻两架支架间将形成脊背高度较大两侧对称，暂放不出脊背煤。放单号放煤口时，一般不混矸，放完全或部分单号支架后，在顺序打开2、4、6…号支架之间色脊背煤。单轮间隔放煤的主要优点是：扩大了放煤间隔，避免矸石窜入放煤口，减少混矸；顶煤放出率高于其他放煤方式，工作面采出率接近90%；单轮间隔放煤可实现多口放煤，提高了工作面产量和加快了放煤速度，易于实现
高产高效，是一种好的放煤方式。
4、端头放煤
由于特种端头支架架型很少，大多数放顶煤工作面用改进过度支架或正常放顶煤支架进行端头维护，再加上运输机在端头过渡槽的加高支架放煤后过煤困难，因此只有在工作面两端各留2～4架不放煤，增加了煤的损失。
目前解决端头放煤的途径主要有一下三种：
（1）加大巷道断面尺寸，将工作面输送机的机头和机尾布置在巷道中，取消过渡支架；
（2）使用短机头和短机尾工作面输送机或侧卸式工作面输送机。
第三节生产系统
5.3.1采区运输 1、运煤系统：
工作面铺设可弯曲刮板输送机→运输平巷皮带输送机→区段溜煤眼→运输上山皮带输送机→采区煤仓→运输大巷→井底车场→主井→地面。
2、运料、行人系统：
副井→井底车场→辅助运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部车场→回风平巷→工作面。 3、运矸系统：
工作面（掘进头）→回风平巷→采区中部车场→轨道上山→采区下部车场→辅助运输大巷→井底车场→副井→地面。
4、排水系统：
工作面→区段运输平巷→轨道上山→采区下部车场→井底车场储水池→用中央水泵排到地面。 5.3.2采区通风 1、采煤工作面通风
为了建立畅通的通风系统，避免新鲜风流和污浊风流的交汇，在工
作面回采前，需要在有关巷道和硐室中设置必要的通风构建物。在第一区段工作面开采期间，需在区段回风平巷与上部车场交汇处左右两侧设置两道风门，在区段运输平巷、下区段回风平巷和运输上山交汇处设置三道风门。采煤工作面所需对的新鲜风流，从采区运输石门进入，经下部车场、轨道上山、中部车场经下区段回风平巷通过联络巷到区段运输平巷到采煤工作面。工作面污风从采煤工作面到区段回风平巷经绕道进入回风上山到回风石门到回风大巷。 2、掘进工作面通风
掘进采用双巷掘进方法。在下区段回风平巷与运输上山的联接处设置风门，按要就为每个掘进工作面安装局部通风机，形成掘进通风系统。掘进工作面的新风，从轨道上山经中部车场进入下区段回风平巷，再有局部通风机通过风筒送到掘进工作面，冲洗工作面后的污风经联络巷运输平巷、运输上山进入回风上山到回风石门最后到回风大巷。
3、硐室通风
采区绞车房和变电所所需要的新风是有轨道上山直接供给的。绞车房的回风经联络小巷回入采区回风石门。变电所回风经运输上山进入回风上山进入回风石门。
4、通风系统
新鲜风：副井→井底车场→辅助运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区中部车场→运输平巷→工作面。
污风：工作面→区段回风平巷→回风上山→回风大巷→东风井→地面（瓦斯处理站）
5.3.3其他辅助系统 1、动力供给系统
采区动力供给主要有电力供给和压缩空气供给。
高压电有井底中央变电所通过高压电缆，经过运输大巷、采区下部车场、运输上山、采区变电站。经采区变电站降压后的电力，通过电缆分别送到采煤、掘进工作面的移动变电站、绞车房等用电地方。
2、供水系统
采煤工作面、掘进工作面以及平巷、运输上山转载点等所需防尘喷雾用水，由井下储水池通过专用管道送到各用水的地方。
3、瓦斯抽放系统
对矿井瓦斯进行采前预抽、边采边抽和采空区抽放。采区的瓦斯通过瓦斯泵到采区瓦斯排放巷到采区回风上山到达风井地面瓦斯处理站。
第六章采煤工作面生产技术经管
第一节采煤工作面生产组织经管
6.1.1采煤工作面循环作业
采煤工作面的循环就是完成工作面落煤、装煤、运煤、支护和放顶煤等工序的全过程。采煤工作面循环作业包括循环方式、作业形式、工序安排及劳动组织等。 1、循环方式
根据采煤机的技术参数及工作面的基本条件（详见表6—1）确定循环进度为0.63m,昼夜循环6次，日进度3.78m,月进度94.5m，年进度1134m。
1821综放工作面基本情况 名称 1821 名称 1821 煤层 2 煤层硬度 F=2～3 煤层厚度/m 6 走向长×面长/m 1200×180 煤层倾角/° 12 采煤机采高/m 2.4 顶底板岩石性 粉砂岩 采放比 1:1.5 2、作业形式
作业形式是采煤工作面在一昼夜内生产班和准备班的相互配合关系。本矿井经综合考虑采用“四六”工作制三采一准作业形式。理由如下：
三采一准每天3个生产班工作时间为18h，和两采一准作业形式相比增加有效生产时间2h，可较好地发挥设备效益，又保证设备检修时间。并有效地改善井下工人作业条件，对保障工人身心健康与矿井的安全生产非常有利。
3、工序安排
以放煤工序为中心，设计采用一采一放、采放工序平行进行的作业方式，割放煤步距0.6m，工艺流程为：
采煤机割移架及时支护 后部放煤 拉后部输送机
4、劳动组织
推前部输送机劳动组织是各工作班中劳动力定员与各工种的相互配合关系。劳动组织包括工作面的劳动力配备和劳动组织形式。采煤工作面劳动组织形式主要有追机作业、分段作业、分段接力追机作业和分段综合作业。本工作面长度较大、顶板条件好、出勤人员少，所以采用分段接力追机作业。
6.1.2采煤工作面循环作业图表
采煤工作面循环作业图标是工作面作业规程主要内容。它包括工作面的循环作业图、劳动组织表、技术经济指标和工作面布置图四部分。具体如下：
采煤工作面循环作业图常用符号表6-2
序工序名称序符号工序名称符号 号号 采煤机割煤打煤眼
2采煤机装煤3移输送机移支架支柱准备及检修回柱放顶放炮开切眼铺金属网挂梁临时支柱放顶煤回采工作面循环作业图班次面长 /时间表6-3检修班晚班早班时间中班图 例采煤机割煤移支架放顶煤移输送机设备检修
采煤工作面劳动组织表
表6—4
班次工种班长支架工采煤机司机刮板机司机皮带机司机转载机司机泵工放煤工电工端头维护工防尘工材料工地面装料工技术员管理人员合计注册人员
1821工作面出勤人数出勤人数一班二班三班检修班合计222173332112221711114111141111411114333281113884442011114221115811114222282323233110036481563636
工作面主要技术经济指标表表6—5
工程
单位
数量
工程
单位
工 走向长度 作 面
数量
m m
1200 180
工 作 面
顶板类级 底板分级 支护形式
2Ⅱ Ⅱ 液压支架
面长 采放比
1:1.5
基 开采高度 本 煤层倾角 参 煤的密度 数
采出率
循 工作制度 环 作业形式 作 循环进度 业 循环产量 与
技 昼夜循环术 次数 指 日产量
标
m 6 顶 支架 ° 13 板 最大控顶距 t/m3 1.5 与 最小控顶距 % 90 管
放煤步距
理 顶板处理方法四六制度 循 正规循环率 三采一准 环 月进度 m 0.63
作
年进度 t
833.33 业
年产量
与
次 6 技 可采期
术
t 5249 指 回采工效 标
第七章安全技术措施
第一节矿井五大灾害预防措施
个 128 m 4.5 m 3.738 m
0.6
全部垮落法 % 92 m 94.5 m 1134 万150
t
月
13 t/52.49
工
7.1.1预防瓦斯措施：
1严格瓦斯检查制度。随时掌握浓度变化。禁止瓦斯超限作业。瓦斯的浓度界限主要规定如下：
①矿井总回风或一翼回风巷瓦斯浓度不得超过0.75%。
②采区回风道采掘工作面回风流中，瓦斯浓度不能超过1%。
③采掘工作面风流中的沼气浓度达到1%，必须停止工作，切断电源进行处理。
④电动机附近20m内风流中瓦斯浓度达到1%时，停止设备运转，切断电源进行处理。只有把浓度降到1%以下才允许开动设备。
⑤回采工作面和相接的掘进工作面采用串联通风时，串联工作面风流中的瓦斯浓度不得超过0.5%，其它有害气体不得超过规程规定。
⑥总进风和采掘工作面进风流中二氧化碳不得超过0.5%，在矿井总回风流中，二氧化碳浓度不得超过0.75%，在个别工作面和恢复旧井巷时，风流中二氧化碳最高允许达到1%。
2恢复已封闭的采掘工作面或接近这些地点作业，都必须先排除其中积聚的瓦斯，排除瓦斯的工作应制定排放措施，严格按措施进行排放。
3严格瓦斯检查工作：
①瓦斯检查人员按时上班、下班、坚持岗位，按所划定的区域及时进行检查，实行交接班制度，所有施工的采掘工作面每班检查瓦斯浓度不得少于三次，并要求严格做到“三无”即无空班漏检、无瓦斯积聚、无瓦斯超限作业，坚守工作面，做到随时检查。
②各工作面每次检查完毕后，要将检查结果告诉作业人员， 瓦斯检查结果写在瓦斯登记牌板上或支架上， 并及时填手册。
③任何人发现工作面有通风不良、瓦斯超限等情况时，都有权立即停止作业，情况严重时撤至安全地点，并向上级领导汇报。
④安全检查、生产技术部每日出瓦斯日报上报矿长、副矿长、总工程师各一份，以便领导审阅。
⑤严格通风仪表的定期检查及维修校正制度，使仪表达到准确的要求，此工作由安全生产技术部组织执行。
4通风工作：
①按照煤矿安全规程及通风设计的要求做好风量的合理分配及控制调节工作，采掘工作面要求做到分区通风，相邻的两个工作面允许一次串联通风，但进入被串联工作面的风流中CH4浓度应控制在0.5%以下，并保证该工作面的风量充足，防止瓦斯积聚、超限。
②绘制矿井通风系统图，在图上标明风流方向、风量及通风设施，安全检查科、生产调度室、机电科、总工程师及矿长各一份。
③搞好通风设施、消除瓦斯隐患
井下风门、密闭、局扇等要完好，尽量减少漏风，下井人员都要爱护好通风设施。井下通风设施损坏，或出现瓦斯超限时，瓦检员、安检员必须立即采取措施处理，并向区队长、矿领导汇报。
④主扇风机恢复正常运转达15分钟以后，瓦检员应顺风流方向逐步对井下巷道、工作面、风站、设备附近20m范围的瓦斯详细检查，确认安全再逐步恢复送电，并向区队长、矿部汇报。
5应加强对局扇的经管：
①局扇通风工作面不允许随意停开风机。 ②工作人员发现局扇停止运转，或风筒风量突然减少时，应撤到进风点，并通知瓦检员处理，恢复送风前应检查局扇附近20m范围内的瓦斯浓度，确认安全后才能送电，启动风机待瓦斯降到1%以下，工作人员才能进入迎头作业。
③临时停工地点不得停风机，若局扇停开，须立即打上栏杆禁止人员入内。
7.1.2防爆安全措施： 1电气设备防爆：
①凡不防爆的电气设备，绝对不允许带到井下使用，掘进工作面电气设备和局扇必须装有风电闭锁装置。
②新入井电气设备和电气检测设备等都必须符合规定的质量规范，三大保护须符合规程的要求，经检查验收合格后才能使用，在使用中要有专人维护与经管。
③所有电源，电气设备都要做到无鸡爪子，无羊尾巴，无明接头并悬挂整齐。
④建立巡回检查制，值班电工须每天巡回检查一次，机电科长和技术人员每旬巡回检查一次，并做好记录，对发现失爆现象应进行及时处理。
⑤井下安装电气设备应严格执行停送电操作制度。
2加强矿灯经管，防止矿灯发生火花。严禁在井下敲打、拆开矿灯等现象，同时有下列情况的矿灯严禁使用：
①电解液溢漏；②、充电时间不足；③、开关或灯盖失灵；④、灯头圈松动、灯头玻璃片损坏；⑤、灯头线损坏； ⑥、接触不良灯丝红、灭灯等现象。
7.1.3预防火灾措施： 1井下防火：
①合理布置巷道，做到巷道布置简单，严格开采程序，严禁乱采乱掘、破坏煤柱的采煤方法生产。
②加强生产经管，提高回采工作面的回采率。
③加强巷道经管，已回采过的巷道和采空区应及时密闭，一个区采完后，十天内必须封好，永久封闭应定期检查。
④加强职工的防火知识教育，要爱护防火设施器材，对突然有温度升高、水蒸气增大或汽油味出现的采掘工作面应立即报告矿调度室，以便迅速采取措施。
⑤井下要防止电气起火，要正确选择电气设备，电气电缆的容量，在供电系统中，须有标志的过流、漏电、短路保护装置、值班电工要经常检查，电缆要悬挂整齐，盘放的电缆不许带电，接头要符合规定，发现问题及时处理，电缆不得和风筒相靠铺设。
⑥井下电气设备着火，首先应切断电源，尽一切可能的办法直接灭火，若有困难时，及时封闭，及时撤出人员。
2地面防火：
（1）储木场所和一切存在有易燃物的库房周围都应有防火设施和消防器材，并严禁吸烟和生火。
（2）在井下和井口房内从事电焊时，必须制定有关措施，由矿总工程师批准方可动工。
（3）井口检身房，抽风机房，严禁生火取暖，距井口20M内不许有明火，不准放柴草等易燃物品。
（4）工业及民用建筑的设计和施工，一定要考虑防火的要求，工业和民用建筑，不允许相接、混建和混用，所有建筑物照明线路老化必须及时更换，消防系统必须符合国家有关规定。
7.1.5防尘：
1所有掘进工作面必须铺设水管，保持正常的洒水防尘系统。 2井下溜煤眼上、下斗口都应设有固定的喷雾洒水装置。 3对运输巷、回风巷、上下山、车场等场所要定期扫尘洗尘。
4加强通风经管，控制风速不超过《安全规程》的规定，防止煤尘飞扬，井巷断面如不够，应扩大通风断面，所有下煤眼和斗口，不许兼作上风使用。
5防尘供水系统，由防尘专职人员负责维护，保证正常的供水和防尘。 6防岩尘：
所有岩巷、半煤巷道在掘进工程在距迎头30m处必须设有水幕，防止粉尘飞扬。
7.1.6预防水灾措施：
本矿井水文地质较相对简单，井下涌出量随雨季增大而增大，雨季给矿井安全带来威胁，为了确保矿井雨季安全生产，将采取如下措施：
1成立以矿长、总工程师为正副组长的雨季排水领导小组，并配备专业人员和队伍抓此项工作， 在非常时期，在矿调度室成立防洪抢险指挥部。
2井下大巷水沟，泵房吸水小井，水仓、沉淀池应定期清理、疏通。 3合理布置巷道，布置采区要考虑防水，根据具体情况按规定设水沟、防水煤柱及采区沉淀池，严防工作面涌水顺巷道进入溜煤眼。
4由生产技术部门负责，认真收集矿井水文资料，掌握井下涌水量的规律。
5机电部门应经常检查防排水设备。
6做好采区附近巷道和有积水附近巷道的维修和疏通。
7做好雨季防洪抢险的物资供应工作，备用一定数量的防洪器材，以备急用。
8井下采掘要遵循“有疑必探，先探后掘”的原则。 7.1.7防冒顶措施： 1严格遵守开采程序：
①应尽量把永久性巷道布置在较稳定的岩层内。
②、在采煤过程中要充分考虑顶板垮塌角和动压等采动情况，合理选择巷道的位置和支护形式。
③采区边界煤柱。按采区设计规定，并由技术部门绘于图上。 2严格技术经管，提高工作质量：
①准备采区必须按采区设计进行，采区设计由矿生产技术部提出，报上级审批，每个采掘工作面开工之前，须编写作业规程。作业规程由技术员编写经各相关科室批准报矿总工程师、矿长批准后方可执行，作业规程必须在正式开工之前组织职工学习，考试后方可施工。
②井下巷道必须分片分区队经管。认真维修，提高巷道质量水平，降低失修率，严禁出现垮塌的事故。
③断层破碎带、老空等特殊地质条件下的巷道施工，必须有专门的措施，报矿总工程师和矿长审批执行。
3回采工作面的防冒顶：
① 进入工作面前应进行敲帮问顶，遇已离层的煤、岩块应及时处理掉，找掉活矸。
② 遇破碎顶板应进行支护处理。
③ 工作面应严格按作业规程规定进行回采。 4掘进工作面防冒顶：
①严格按掘进作业规程和支护措施进行施工，支架应紧跟迎头。 ②新开工工作面必须先支架，后开门，并适当加密支架。
③掘进作业时，一定要做好巷道的支护工作。严格执行敲帮问顶制度，处理棚顶浮煤矸的时候必须使用长柄工具，以防垮落伤人。
④ 作业地点应经常敲帮问顶。
⑤ 巷道开口要尽力避开十字交叉口5M以上开口，岩石巷道开口应加
固好前后5M的支架。
⑥任何巷道发生冒顶都必须及时处理，打好木垛结好顶，管好帮，以防继续垮落，砌石巷道冒顶区处理必须严防应力集中情况的出现。
7.1.8排放瓦斯的安全措施：
1排放瓦斯时间必须选择在非生产时间里进行，在回风流涉及的范围内切断所有电源，撤出一切人员。
2在涉及的巷道进出口要打好栅栏，或设人检查警戒。
3开动局扇风机前，要检查其附近20M范围内瓦斯浓度，严禁出现循环风。
4排放瓦斯应由安全员、瓦检员、区队长、电工等按批准的安全措施进行排放。
5应采取逐渐增大风量或逐段通风的方法，即接一节风筒，送一段风，再向里接一节风筒，再送一段风，如此循环渐进进行排放处理。
第二节放顶煤采煤工作面技术措施
7.2.1煤炭采出率低解决技术方案
顶煤过硬难以垮落时必须预先对顶煤进行破碎处理，目前主要采取从工作面向顶煤打眼放炮方法。若由工作面无法破碎顶煤或在高瓦斯矿井中，可以采用注水软化顶煤措施。
采用合理的放煤方式最大限度的保证放煤率，减小顶煤的损失。 加强端头支护，保证端头煤炭能正常回采。
7.2.2放顶煤开采易发火解决技术方案
在回采期间采空区的碎煤就可能发生自燃，因此，必须做好防范。防止工作面自燃措施有：向采空区及高冒区灌注黄泥浆；向采空区注入惰性气体；用阻燃物质灌注高冒区；适当提高工作面推进速度及时对采空区进行密闭。
7.2.3放顶煤开采煤尘大解决技术方案
放顶煤开采工作面煤尘来源除采煤机割煤外，支架放煤及架间漏煤均是煤尘的来源。因此除在支架放煤口及支架间和采煤机安装喷雾以外，还可以采用煤层预注水湿润的方法和尽可能采用低位放顶煤支架来控制放顶煤工作面煤尘。也可以采用二次降尘和机载泵高压喷雾降尘。
7.2.4放顶煤开采瓦斯积聚解决技术方案
放顶煤开采时产量集中，瓦斯散发面大，采空区高度大，易于瓦斯积聚，在工作面后方采空区上部积聚的部分高浓度瓦斯随顶煤的冒落将涌入工作面。目前，放顶煤开采工作面瓦斯有效防治主要措施是：瓦斯抽放，必要时可预采顶分层进行抽放；选择合理的通风方式，将U型通风改为E型通风或U+L型通风；合理配风，保证产量，同时加强监测手段及生产技术经管，严格防治瓦斯事故发生。
7.2.5对工作面端头架支护的经管
工作面机头、机尾各采用2台端头支架支护顶板，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护25m段是压力集中区，特制订以下经管措施。
1端头支架必须达到初撑力。
2端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面溜子机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。
3当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。
4 采掘工作面割煤时，所有的防尘设施必须正常使用，割煤机的内喷水压不得小于2Mpa，掘进机的内喷水压不得小于3Mpa，外喷水压不得小于1.5Mpa，进水侧必须装有水压表。加强测尘工作，为防尘工作提供依据，大搞技术革新，如：扒装机自动喷雾、放炮自动喷雾、转载点自动喷雾、大巷光控自动喷雾、综采工作面自动喷雾和移架自动喷雾等，尽量减少工序的产尘量。采掘工作面割煤时，回风侧的人员必须佩戴防尘口罩，做好个人防护。
5综采工作面内防尘供水软管的直径不得小于32mm，工作面至少每6
架支架安装架顶喷雾和架间喷雾，实现移架的同时进行自动喷雾。两道的防尘管路管径不得小于100mm(或使用两趟直径75mm管路),按规范安装“三通”阀门及各种喷雾装置，经常检查，确保完好可靠，使用正常。
6工作面回采期间有淋水、断层、变不簿等地质变化带必须经现场会审，并及时制定针对性措施，认真贯彻执行。。加强临时支护，严禁在空顶下作业。
第三节避灾路线
7.3.1在处理事故中的指导原则:
1发生顶板事故：
①探明冒顶区范围和被埋、压、截诸的人数及可能所在的位置。 ②迅速恢复冒顶区域的正常通风，如水管、风管、打钻等。
③在处理中必须由外向里逐架支护，清理出抢救人员的通道及被堵人员，必要时可以向遇难人员处掘进专用巷道。
④在抢救处理中必须有专人检查与监视顶板变化情况，防止发生二次冒顶事故。
⑤在抢救过程中有大块煤岩石时，不许用爆炸处理，应尽量避开，如威胁遇难人员，则可用千斤顶等工具移动开石块，救出遇难人员。
2发生瓦斯、煤尘事故：
①迅速撒出灾区受威胁人员，全力以赴抢救遇难人员，组织矿山救护队探明事故地点和范围，特别是要查明有无引爆火源，应立即组织灭火，防止发生二次爆炸，并切断灾区电源。
②尽快的恢复被破坏的巷道和通风设施，恢复正常通风，同时对受破坏的工作面、巷道进行清理、进一步创造抢救与处理的条件，保证工作区域中沼气和CO有害气体浓度等符合《煤矿妄全规程》的规定。
③如果在发生爆炸以后，仍发现有明火或隐蔽火源时，应按灭火的要求
进行慎重处理，防止在抢救中再次发生沼气、煤尘爆炸。
3发生火灾事故：
①迅速查明并组织撤出灾区和受威胁区域内的人员，积极组织矿山救护队抢救遇难人员，同时探明火区地点、范围，尽可能找到发火原因，采取措施，防止火灾中产生的有害气体向有人员巷道蔓延，必要时可打密闭，封闭火区。
②迅速切断着火区电源。
③根据已探明的火区情况采取相应的通风方式。 ④慎重选择灭火方法和全矿井反风。
⑤在整个抢救和处理过程中，必须有专人严密监视沼气、CO等气体浓度的变化，防止煤尘飞扬、煤尘爆炸和风流逆转。
4发生透水事故时:
①首先撒出灾区人员，针对具体情况进行堵水，保护好排水设备。 ②在抢救过程中，应密切注意瓦斯、CO2从透水点涌出和二次透水伤人。 7.3.2避灾路线图
积极抢救。灾害事故后，处于灾区以及受波及区域的人员应沉着冷静，指挥人员要做到查清问题及原因，准确判断灾情，根据灾情和现有条件，在保证安全的前提下，积极采取有效的方法和措施，及时地投入现场抢救，将事故消灭在初期阶段或控制在最小范围，最大限度地减少事故造成的损失。
安全撤离：当现场不具备事故抢救条件或可能违纪人员的安全进出，井下矿工应相互设法按照避灾路线迅速地撤离灾区。如在短时间内无法撤离时，被困人员应在灾区内进行自救和互救，妥善避难，努力维护和改善自身生存条件，等待救护人员救援。若发生水灾事故后，我矿井下人员可就近沿各阶段口从上付行撤往地面。
若发生水灾、瓦斯、煤尘爆炸等事故时，人员可沿阶段的下付巷迎风付斜井转移到地面。
1发生水灾时：1821工作面——回风平巷——回风上山——总回风巷――风井――地面（详见采区平面图）
2发生火灾，瓦斯、煤尘爆炸时：1821工作面——运输平巷——轨道或运输上山——采区下部车场——井底车场——副井——地面（详见采区平面图）。
工作面水灾逃生路线火灾，瓦斯及煤尘爆炸逃生路线图7—1工作面逃生路线图
1——回风上山；2——轨道上山；3——运输上山；4——采区中部车场；5——下区段回风平巷；6——联络巷；7——区段运输平巷；8——区段回风平巷；9——采区上部车场；10——回风大巷
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