三元矿毕业设计论文

1、目 录引言 1第1章 煤层的地质特征 311采区概况 4、采区位置及四邻关系 4、煤层赋存状况及煤层特征 4、 构造地质条件（特征） 5（四）、水文地质特征 5（五）、其他开采技术条件5（六）、采面储量及服务年限6（七）、采区采煤、装煤、运煤方式及设备选型7第二节 顶板支护设计 10（一）、顶板管理方法10（二）、控顶距与放顶步距 10（三）、特殊支护 10 (四)尾巷回收10 (五)上、下巷替棚 10(六)基本支架设计 11(七)顶板支护设计 11第三节 爆破落煤 14（一）、炮眼布置采用三花眼 14（二）、备用支护材料数量及存储地点 14（三）、顶板来压时的支护措施 14第四节 回柱放顶方

2、法及回柱工艺 14（一）、回柱工艺流程14（二）、移主梁 15（三）、移付梁（放顶）15（四）、放顶煤15（五）、移溜子16第五节 循环方式 16第六节 循环作业方式及劳动组织 17（一）、作业方式 17（二）、循环方式17（三）、劳动组织）17第七节 工作面主要技术经济指标18第八节 劳动组织配置表19第九节 回采工艺过程的顶板管理及安全注意事项 20（一）、顶板管理20（二）、采场支护21（三）、初次来压、周期来压和顶板管理21第二章 采区巷道和生产系统24第一节 采区位置及四邻关系24第二节 区域地质情况24（一）、煤层情况24（二）、顶底板情况24（三）、采面储量及服务年限25第三节

3、采区巷道布置25（一）、采区下山条数25（二）、采区下山层位25（三）、回采工作面顺槽布置26第四节 采区生产系统26（一）、煤炭运输系统26（二）、辅助运输系统26（三）、通风系统26（四）、采区排水系统26（五）、供电系统27（六）、排水、降尘系统27（七）、运料排矸系统27（八）、通讯系统27（九）、监控系统27（十）、工作面注水供液27第三章 采区车场设计及硐室28第一节 井筒装备及布置28（一）、主井28（二）、副井28（三）、风井28第二节 井底车场及硐室28（一）、井底车场形式及调车方式28（二）、井底车场硐室28（三）、采区变电所 29第四章 采区风量的计算与分配30第一节 矿

4、井风量计算30第二节 按采煤、掘进地点实际需要风量的总和进行计算30（一）、采煤工作面需要风量30（二）、掘进工作面需要风量31第三节 井下峒室需风量及其它井巷需风量计算 32第四节 矿井所需风量及分配32第五章 防止特殊灾害的安全技术措施34第一节 初采期的安全措施34第二节 通风防瓦斯34第三节 机电设备管理35第四节 防冒顶事故的措施35第五节 顶板支护安全技术措施35第六节 预防瓦斯的安全措施36第七节 防止煤层自燃发火的措施37第八节 综合防尘措施37第九节 防水措施38（一）、工作面必须坚持“有采必探”“不探不采”的探放水原则 38(二)、成立探放水组织、队伍38（三）、探放水措施

5、38第十节 结束后安全措施38第六章 采区技术经济指标40第七章 避灾路线41第一节 矿井避灾原则41（一）、自救及抢救41（二）、安全撤离41(三)、大面积来压或冒顶 41（四）、工作面遇火或发生瓦斯煤尘事故41（五）、发生水灾41第二节 避灾路线 41（一）、遇火灾、瓦斯时41（二）、遇水灾时41结论 42参考文献 43致谢 42前 言根据煤炭工业部郑州设计研究院编制的郑州煤炭工业（集团）三元东煤矿有限责任公司技术改造初步设计。河南省煤炭工业局组织专家组对该初步设计进行了评审并作了批复。由于11081准备工作面布置在下山西翼深部，施工困难，矿井无接替工作面。为了缓解矿井采掘紧张的被动局面，

6、确保矿井达产，准备对11081工作面上下付巷进行施工。 一、设计编制的依据1、郑州煤炭工业（集团）三元东煤矿有限公司技术改造初步设计；2、关于郑州煤炭工业（集团）三元东煤矿有限责任公司技术改造初步设计的批复；3、有关图纸及技术文件、资料等。二、设计编制的指导思想1、设计体现“以人为本”全面认真贯彻执行“安全第一，预防为主”的方针、法律、法规、规范和标准，提高安全装备标准，增强防灾抗灾能力。2、体现技术管理规范的特点：合理布置；利于安全管理。三、设计的主要特点及主要技术经济指标1、设计的主要特点理顺11081准备工作面通风系统，提高工作面通风能力，为11081工作面达产奠定良好基础。2、主要技术

7、经济指标井巷工程总长度 1290m；井巷工程总体积 12750.25m3；万吨掘进率 84.58m/万吨；工期 8个月；地质储量： 19.5万t；可采储量： 16.6万t；工作面生产能力 2.0万t/月；服务年限 8.3个月； 采 区 设 计第1章 煤层的地质特征第1节 采区概况 采区位置及四邻关系11081工作面位于采区皮带下山东部接替工作面，西部至登封市磴槽煤矿边界，北部为未开采的11101工作面，南部为已回采的21021工作面。11081上副巷计划580m，11081下副巷计划550m，沿顶板掘进。切巷计划80m，掘进断面7.85m2，净断面7.2m2，采用11#矿工钢棚梯形支护，110

8、81上付巷标高+5m+28.4m，地面标高+452m。下付巷标高-25.54m-55.79m，地面标高+456m。1.1.2 煤层赋存状况及煤层特征二1煤层位于下二叠统山西组下部，全区发育，结构简单，层位稳定。煤层距其上的大占砂岩平均6.00m，二1煤层顶板为砂质泥岩或细砂岩，底板为砂质泥岩。煤层厚度2.054.21m，平均3.13m，本工作面煤层底板标高-55。790，埋深550680m，煤层走向8090，倾向350360，平均倾角26，表现为单斜构造。煤质特征：1）、物理性质二1煤为灰黑至黑色，条痕色为灰至棕黑色，呈粉沫状，半亮至全亮型，金刚、似金属光泽，具贝壳状、参差状断口，性脆易碎。视

9、密度1.38t/m3。二1煤层以粉煤为主，宏观煤岩组份不清。显微煤岩类型以亮煤、丝炭为主。有机显微煤岩组份含量92.5%，以镜质组为主，有少量半镜质组和惰质组。镜质组多为基质镜质体、均质镜质体，多呈条带状结构，为煤中其它组份的胶结体，木煤、木质镜质体少见；半镜质组中可见到糜棱状构造，惰质组含量不多，主要为半丝基质体和丝质体，常破碎为弧状和星状，偶见丝质浑圆体和微粒体。无机组份含量7.5%，以粘土矿物为主，呈团块状单独产出或粒状镶嵌在基质镜质体中，次为碳酸盐矿物，呈脉状或团粒状分布，硫化物主要为黄铁矿，多呈脉状充填于裂隙中。2）、化学性质灰份：二1煤层原煤灰份(Ad)10.1715.08%，平均

10、为12.28%，浮煤灰份(Ad)5.866.24%，平均为5.93%，为低灰煤。硫份：二1煤层原煤硫份(St,d) 0.380.86%，平均为0.68%，浮煤硫份(St,d) 0.38%，为低硫煤，洗选后脱硫率高。磷：二1煤层原煤含量为0.021%,属低磷分煤。砷：二1煤层原煤含量为2.6 mgKg,属一级含砷煤。氯：二1煤层原煤含量为0.033%。为特低氯煤。1.1.3 构造地质条件（特征）矿井区域内地温梯度约为0.222.62C/100m，平均1.23C/100m，地温、地压均无异常。1.1.4 水文地质特征1）、主要含水层（1）上寒武统和中奥陶统灰岩岩溶裂隙承压含水组主要岩性为白云质灰岩

11、，溶洞发育，揭露最大厚度111.14m；该含水组单位涌水量0.009621.863L/s.m，渗透系数0.15675.85m/d，水位标高+229.25+428.62m。（2）太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层该含水层为二1煤层间接充水含水层。为L1L4石灰岩，石灰岩平均厚13.63m，该组单位涌水量0.00210.00491L/s.m，渗透系数0.03620.222m/d，水位标高+407.31m。（3）太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层该层为二1煤底板直接充水含水层。由L7灰岩及以上太原组组成，以L7灰岩为主，一般9.40m；该组单位涌水量0.3530.664L/s.m，渗透系数2.939.4

12、4m/d，水位标高+268.989+299.86m。（4）二1煤顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层系指二1煤以上60m范围内的中、粗粒砂岩含水层，厚度2.4558.23m，一般20m，其中以大占砂岩和香炭砂岩为主，岩芯破碎，含弱孔隙裂隙承压水，钻孔抽水单位涌水量0.00620.018L/s.m，渗透系数0.0140.2974m/d，水位标高+320.86+371.81m。反映其迳流条件不好，富水性弱的特点。该层为二1煤直接顶板含水层，正常情况，不会对开采二1煤造成威胁。 2）、老窑水本工作面上部及附近无老窑，上部结束的21091工作面采空区涌水量为15m3/h。3）、断裂构造影响本工作面区域内无断裂构

13、造。4）、水文地质条件及涌水量由白坪井田水文地质资料得知，三元东矿位于白坪井田西部，二1煤顶砂岩含水层富水性弱，水文地质条件简单；二1煤底板太原组上段灰岩含水层为灰岩裂隙水，水文地质条件简单，本井田处在水文地质条件简单地段。根据矿井整合扩界后，储量地质核查报告提供，矿井正常涌水量42m3/h；最大涌水量83m3/h；11081工作面涌水量依据公式 Q预/Q知= S预/S知计算： Q预=Q知 S预/S知式中 Q预预计工作面涌水量 m3/h Q知已经知道的工作面涌水量15 m3/hS预预计工作面的面积45200 m3S知已知道的工作面面积50400 m3Q预=15 45200/50400=14.2

14、 m3/h经计算预计工作面正常涌水量14.2 m3/h，最大涌水量28.4m3/h。1.4 其他开采技术条件1）、瓦斯：根据2007年10月，河南理工大学做的郑煤集团三元东煤矿有限责任公司煤与瓦斯突出矿井鉴定报告，三元东煤矿实测二1煤层实测煤的破坏类型为、类，瓦斯放散初速度P=27.528，煤的坚固性系数f0.130.15，按实测煤层瓦斯含量推算煤层瓦斯压力P2.17Mpa 。鉴定结论为三元东矿二1煤层有煤与瓦斯突出危险，矿井为煤与瓦斯突出矿井。本工作面按瓦斯突出工作面进行管理。2）、煤尘：根据煤炭科学研究总院重庆分院2007年6月29日对本矿所做的煤炭自燃倾向等级鉴定，鉴定结论：本矿井二1煤

15、层属于三类，不易自燃煤层。矿井在正常的生产过程中未发生过煤层自然发火现象，在生产历史上无高温自燃现象，据白坪井田区域资料，二1煤层自燃发火期为36个月，在以后的矿井生产中要对煤层的自燃加以预防。3）、煤层的自燃发火：煤炭科学研究总院重庆分院2007年6月29日对本矿所做的煤尘爆炸性鉴定报告，爆炸性试验火焰长度10mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量20%，鉴定结论：有煤尘爆炸性。4）、二1煤层伪顶：仅局部可见，不发育，一般厚0.20m，随采随落，不易维护。5）、二1煤层直接顶：一般为深灰色或灰黑色粉砂岩、砂质泥岩和泥岩，有局部为细粒砂岩，平均厚6.00m，岩石级别为45级，普氏硬度系数23， 岩石内磨

16、擦角3238，垂直抗压强度为40.9MPa，随工作面推进而自动垮落。6）、二1煤层老顶：是灰白色、含云母特多的细至中粒长石石英砂岩，层面含大量白云母片及炭质面，俗称大占砂岩。平均厚度48米m左右，普氏硬度系数811，内磨擦角82538448，容重2.73吨/m3，垂直抗压强度为82.5MPa，由于其厚度大，回采后一般不直接垮落，往往滞后一段时间垮落7）、二1煤层伪底：区内不发育，一般厚约0.40m，质软。8）、二1煤层直接底板：为黑色泥岩、砂质泥岩夹细砂岩，平均厚17.28m，层理比较明显，开采时经常遇到基底不平现象。9）、二1煤层老底：为石炭系太原组的L7-8灰岩，平均总厚为9.40m，质坚

17、性脆。 本区顶、底板抗压、抗拉强度相对较小，属豫西典型“三软”煤层，生产时应加强顶板管理，防止顶板事故发生。1.5 采面储量及服务年限11081工作面平均走向长565m，倾斜80m，面积为45200m2，煤层平均厚度3.13m。圈定地质储量：452003.131.3819.5万t；轨道下山煤柱：30803.131.381.0万t；可采储量：（19.521.04）9016.6万t。工作面服务年限：工作面生产能力为2.0万t/月，服务年限为8.3 个月。第二节 采区采煤、装煤、运煤方式及设备选型回采工作面采用爆破落煤，人工装煤，采用刮板输送机运煤。回采工艺过程：爆破落煤装煤运煤支护移梁移运输机铺假

18、顶放顶。最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，采高2.2m。回采工作面顺槽运输设备，选用一台可弯曲刮板机和一台可伸缩胶带输送机，配合使用运送煤炭。此设备使用方便，管理简单，安全可靠。（一）、采区主要采煤设备选型如下：工作面刮板输送机选用SGW620/40C型可弯曲刮板输送机，功率为40kw，输送能力为150t/h。顺槽选用SGW620/40C型可弯曲刮板输送机和SSJ650/222型可伸缩胶带输送机。11081工作面机电设备配置表序号名称型号使用备用输送能力1工作面刮板输送机SGW-620/40C1台1台150t/h2运输巷刮板输送机SGW-620/40C3运输巷胶带输送机SSJ650/22

19、2150t/h4馈电开关KBZ-400A2台1台5隔爆磁力启动器QBZ-200A1台1台6隔爆磁力启动器QBZ-200A2台1台7拔柱器5个3个8电话机KTH2部1部9甲烷断电仪TH-20010自动降尘喷雾PB200/632套1套11手持式风力钻机FD653台2台12液压支柱测力仪DZ-CL-11个1个13污水泵80WC-11kw/660v1台1台14胶带输送机电器保护装置KJD2A2套1套15照明信号综保BZZ-25/660/1271台1台16第三节 采区下山运煤方式及装备因煤层倾角较大，即使下山沿伪倾斜布置，下山倾角仍在26左右，下山运输设备比较难选，考虑胶带运输机上运的角度较大，因而，采

20、区运输下山选用两台TDC65/15/230深槽大倾角胶带输送机运输，功率230kW，输送能力150t/h.第四节 工作面顶板管理方式、支架设备选型根据煤层赋存条件及顶底板岩层情况，顶板管理方式采用全部陷落法。支架选用DZ2525/100单体液压支柱，本支柱可适用于炮采工作面。其主要技术参数为：支护高度17002500，额定工作阻力250kN，额定工作压力31.8Mpa，初撑力118157kN。顶梁选用FBD2400/300C型钢梁。根据支护强度要求，工作面支柱排距1m，柱距0.5m，采用二梁五柱控顶方式。第五节 工作面回采方式及回采工艺工作面采用后退式开采，工作面顺槽沿空掘巷，上下区段间接替采

21、用跳采。一、工艺流程（一）抽放工艺流程1、抽放工艺过程: 注水-打抽放孔封孔连管抽放效果检验 超标 补打释放孔 -效果检验-拆收管路 不超标2、注水：注水孔可作兼瓦斯释放孔，具体详见工作面注水措施。 3、钻孔施工：采用ZQS65/2.5手持式气动钻机配合89mm钻头和89mm麻花钻杆进行施工，在施工中最多可同时采用3台钻机平行作业。 4、封孔：该预抽钻孔采用CF2锥形快速封孔器进行封孔。5、连管抽放：在切巷铺设150mm（6英寸）节长为6m的胶质埋线软管，软管之间采用快速接头连接，节头焊接34个6分带阀门的支管，用于连接抽放钻孔，将150mm（6英寸）胶质埋线软管连接到上、下付巷带阀门的高负压

22、小流量的抽放系统内进行抽放。6、效果检验：采用R值指标法进行人工现场检验。7、补打释放孔：经效果检验若R值指标超限，必须采用ZQS65/2.5手持式气动钻机在该瓦斯抽放孔周围补打释放孔。8、拆收管路：经效果检验在R值指标不超标的情况下,从中间掐开上下同时拆收管路，管路拆收后分别放在上、下巷超前支护以外,贴紧巷道一帮并码放整齐。 （二）回采工艺流程 、回采工艺过程:打眼放炮-移架采煤-放顶煤-移刮板运输机-交接班-检修2、落煤：采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。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SGW40T型刮板运输机运煤，运输巷采用SGW-40T型刮板运输机结

23、合SD40型胶带运输机运煤。5、放顶顺序，由下而上。6、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，开始整体移当班采煤段刮板运输机，移刮板运输机宽度为1m，刮板运输机弯度不得超过40。 二、顶板支护设计(一)顶板管理方法采用全部垮落法处理采空区。 (二)控顶距与放顶步距 该工作面最大控顶距3.4m， 最小控顶距2.4m，放顶步距1m。 (三)特殊支护、机头安全出口：长4m，宽1m，高1.8m。在安全出口内布置7对4m的型钢梁，其架设棚距、拔梁方式与工作面相同，最大控顶距为5m，最小控顶距为4m，此处至少保证一梁三柱。 2、机尾安全出口：长3m，宽1m，高1.8m。在安全出口内布

24、置6对3.5m的型钢梁，其架设棚距、拔梁方式与工作面相同，最大控顶距为4.5m，最小控顶距为3.5m，此处至少保证一梁三柱。3、超前支护：在下巷工字钢段自工作面煤墙向外用2.4m梁配合单体柱打不少于20m的超前支护，其中靠工作面煤墙10m打成双排，另外10m打成单排。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50kN以上，高度不低于1.6m，宽度不低于2.6m。运输巷留有0.7m宽的人行道。4、上下付巷U型钢棚段在巷道中间用2.5m或2.8m单体柱配合2.4m或3m长木梁打设超前支护不少于20m，10.5m2 U型钢棚段在巷道中间用2.5m单体柱配合3m矿工钢梁替

25、棚，下方打设双排超前支护，向外使用3m的坑木配合2.8m单体柱沿巷道中间打设一路超前支护，总长度不少于20m，所有长木梁支护必须达到一梁三柱对接支护，烂帮漏顶及时处理，巷道高度保证不低于2.2m。 (四)尾巷回收 为提高上隅角瓦斯抽放效果，要求上付巷用2.4m坑木替棚,上帮站坑木腿,下帮站单体柱(即回柱后留有人字巷),以供上隅角抽放使用,回收尾巷单体柱时不能随意拉出抽放管路（具体按防突科下发的措施执行），沿放顶线使用编织袋挡严，回收后及时将抽放管路复位。下付巷用2.4m坑木替棚,下帮站坑木腿,中间使用坑木打上一路抬棚，留好人字巷,以供排水使用。 (五)上、下巷替棚 工作面上、下巷U型钢段超前替

26、棚不少于5m,替棚时使用2.4m或3m的坑木配合2.2m的单体柱套棚，若巷道超高，必须使用2.5m的单体柱替棚，柱跟下站上木鞋或铁鞋，并用LZ支柱防倒链将单体柱固定在铰接梁上严防柱倒伤人，并使用竹芭、椽子将顶打严背实，替棚后巷高不低于1.8m,巷宽不低于2.6m,棚距为0.5m，工作面里段回采期间两巷使用2.5m或3m的矿工钢梁配合2.5m单体柱替棚。 附：工作面支架布置图（T-3-4）。 (六)基本支架设计 1、采面支护高度:该工作面采用DZ22-30/100型单体液压支柱配合2.4m长兀型钢梁支护。考虑其最大和最小支撑高度，工作面支护高度确定为1.8m。 2、排距：1m（中-中）误差100

27、mm。 3、柱距：0.6m（中-中）误差100mm。附：迎山值明细表迎山值明细表工作面倾角迎山角迎山值备注510130105mm实际操作过程中迎山值左右偏差不 得超过35mm。11152195mm1620330270mm21254345mm2630430435mm3135530520mm(七)顶板支护设计1、相邻工作面矿压观测结果根据上采区回采工作面观测结果分析,预计该工作面直接顶初次垮落步距为78m,老顶初次跨落步距为1015m,老顶的周期来压步距为812m。 2、顶板结构：顶煤直接顶老顶3、采面控制设计工作面的顶板控制从支、护、稳三方面考虑。（1）支：从直接顶初次垮落，老顶初次来压，周期来

28、压进行计算，取最大值。、直接顶初次垮落期间的合理支护P1P1=MZYZLZ/（2LK）式中：MZ-直接顶厚度 12.27mYZ-直接顶平均容重 2.0t/m3 LZ-直接顶初次垮落步距 7m LK-最小控顶距 2.4m则P1=（12.2727）/（22.4）=35.78t/m2、老顶初次来压期间合理支护强度P2P2=A+MeYeCo/（4KtLk）式中A-直接顶作用力A=MeYeL/LkMe-老顶厚度 10.01mYe-老顶平均容重 2.0t/m3L-最大控顶距 3.4mCo-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=12.271.8= 6.8 Kt取7Lk-

29、最小控顶距 2.4m则：A=（10.0123.4）2.4=28.36t/mP2=28.36+（10.01210）（472.4）=31.34t/m、顶板周期来压期间的合理支护强度P3P3=A+MeYeC/（4KtLk）式中:C-周期来压步距 取8m则P3=28.36+(10.0128)(472.4)=30.74t/m取三个时期最大支护强度,则合理支护强度为:P=35.78t/ m、工作面支护密度G(根/m)G=P/（Fn） 式中:F-支柱工作阻力 30t/根n-支柱工作阻力利用系数 0.85 P-最大支护强度 35.78t/m则G=P/（Fn）=35.78(300.85)=1.4根/m实际支护密

30、度：Gs=5(0.63.4)=2.5根/mGsG，可知工作面支护可满足要求。（2）、护 ：、护顶:工作面所选竹笆规格为:长1000mm,宽650mm,椽子为:长900mm,直径40mm以上,根据工作面棚距可以保证护顶。、护底：本工作面使用长宽厚=1200200100的方木护底，确保支柱不钻底。附：工作面每十米材料消耗表（B-3-1） 工作面柱梁鞋使用情况表（B-3-2）（3）、稳：P初 =hr（cos+sinf）/G实式中：h-复合岩层厚度 12.27m 取5.0m（根据16区相邻工作面情况冒落带高度为5.0m） r-复合岩层密度 2.0t/m2a-煤层倾角 280 G实 -支护密度 2.5根

31、/m2 f-软硬岩层之间摩擦系数 取0.5则：P初=5.02.0(cos28o+sin28o0.5) 2.5 =4.47t/m2 =43.8kN根工作面实际支护密度为2.5根/m2则P初4.47t/ m3=43.8N/根。三、爆破落煤1、炮眼布置采用三花眼，炮眼角度，炮眼与煤墙夹角为70左右，顶眼仰角为510度.俯眼俯角为510度,为避免崩翻运输机和损坏支架,底眼高出地板约0.3米,跑道宽度0.3米(低底眼眼底的爆破最低抵抗线位于运输机上部水平面以上)。炮眼布置方式：顺倾斜布置，这样爆破装煤效果好，抛到采空区的煤焦少；打眼时劳动强度低。工作面进度：每昼夜一循环推进1.2米。 炮眼装药量：顶底眼

32、每次装药量为150300克。一次起爆炮眼数量：一次放炮工作面长度不超过20米，采用串联方法联线，严禁采用并联或串并联的联线方法。运煤：人工分段攉煤到运输机，用40C刮板运输机将工作面的煤炭外运到运输巷的皮带运输机上皮带下山倾角皮带200皮带巷立井底煤仓地面煤场.2、备用支护材料数量及存储地点回风巷距工作面30100米范围内,必须经常存放有备用材料,其中单体液压支柱20根,2,4兀型钢梁20根及背顶材料等.以备抢险急用,此材料随用随补,严禁短缺.工作面每日所需材料大拍、小拍等应根据当时工作面情况及时运到，并在会风巷内放整齐，不得影响行人和通风。3、顶板来压时的支护措施在采煤工作中，必须首先检查并

33、及时注意顶板及周围情况，若发现明显来压现象，适当加密工作面支架，并按0.4米的间距加密，切顶排斜抬棚和贴邦支柱。如果回柱时，采空区不跨落，当其悬顶沿走向大于5米时，要按0.4米间距在该处及其上、下各3米内加密斜抬棚腿，当其悬顶长度达到10米时，则在工作面悬顶段沿倾斜每10米架设一组丛柱，每5米架设一个木垛，及时向调度室汇报，采取强制放顶措施。4、回柱放顶方法及回柱工艺（1）、回柱工艺流程该工作面采用放炮落煤，人工架棚，回采工艺流程为：打眼放炮移主梁（护顶）装运煤移付梁放顶煤移溜子站中柱。（2）、移主梁该工作面采用2.4米兀型钢梁成对使用，结合DZ2200型单体液压柱进行支护。放炮落煤后，掘工按

34、拔梁窝线确定位置，梁窝深度为100mm,梁窝掏成后，将主梁向前拔1.1米，穿够四根梁，必须站临时支柱，依次将梁穿通。主梁穿通后，刷邦出煤站住。升柱时，先升中柱，后升舍邦柱、煤墙柱；站柱时，将第一棚副梁的煤墙柱摘掉站在主梁煤墙侧。然后，将第一棚的主梁中柱摘掉站在第二棚煤墙，站第三棚用第二棚主梁中柱。依次循环将煤墙站完，将最后一棚的主梁中柱站在第一棚副梁煤墙，完成循环。如遇地质条件发生变化，顶煤松软时，先开邦，先把主梁移通，然后方能进行放炮，避免由于放炮造成掉顶。（3）、移付梁（放顶）当工作面分段采通后即可将错后的副梁前移进行放顶,移副梁时应由下而上逐棚进行,作业前，先检查安全情况，退路保证畅通，

35、作业时，先将舍邦柱回出站在该梁主梁中柱上，拉够四棚时，开始卸柱移梁，对移好的站柱支护，站柱时必须先升中柱，后升舍帮柱、煤墙。再把主梁的中柱卸掉站在付梁的煤墙上。移付梁时，不允许老塘柱一次全部回出，边回柱边移梁，一般回柱超前移梁4根，上段放第一棚时，如果下段工序没有进行完毕，必须打好闭子，避免舍帮煤堆往下段付梁舍帮支柱。（4）、放顶煤整排巷采通后，进行放顶采舍帮煤，采用单、双号间隔多轮放煤，具体方法如下：放煤口的位置及规格：放煤口的距溜子上0.30.5米之间，规格为0.30.3米，放煤口间距1.2米。编号方法：每隔1.2米留一放煤口（隔一棚做一个），从机头至机尾依次编号1、2、3、4、5、采用单

36、、双号间隔多轮放煤，即先放1、3、5、7，再放2、4、6、8多轮循环放煤，即每个放煤口一次不能将煤放净，一般每轮放煤不得超过放出煤量的三分之一，待全部放煤口放完一遍后，再进行第二轮放煤，直到煤放净使顶板均衡下落。放煤时，严禁在支架顶部或高位放煤，当有大块煤或矸石堵住放煤口不能正常放煤时，可用钢钎、铁锤将其破碎，进行疏通放煤，严禁爆破放煤，煤放空后及时用荆笆、椽子堵住放煤口；同时，要求对受矿压影响的支架进行逐棚修正，清除棚梁歪旋，支柱不迎山，帮顶不严漏煤等问题，使采面支架用力，帮顶牢固，并明确一名技术员负责舍帮管理维护。把好采面工程质量关，在矿压过大，质量无保证时，严禁采放顶煤。下一排巷放煤口应

37、布置在上一排放煤口之间。（5）、移溜子移溜子前，清净煤墙浮煤，摘掉付梁支柱，进行移溜子，每次卸柱长度不得超过20米，移溜子只能由机头向机尾或由机尾向机头推移，不得从两边向中间移，溜子要移直、移平，与煤墙保持0.2米间隔，移工作面机头严禁用付巷溜子拉。移溜后，及时把中柱站在主梁上，要拉线站直迎山。5、循环方式根据煤层厚度和工作面长度，日产量合理确定循环个数和循环方式，平均煤厚3.5米，循环方式2个循环。（1）、工作面循进度1.2米。（2）、循环产量：701.23.51.4580342（T）（3）、月正规循环个数为60个（4）、循环率为80（5）、月产量342608517442（吨）（6）、循环作

38、业图表6、运输巷、回风巷支架的回收（1）、工作面平巷支架均随工作面放顶进行回收，要求该支架后方与工作面切顶线整齐。（2）、运输巷回棚在缩输送机后进行，采用人工回收梯形棚。用单体支柱托住棚梁，用拔柱器拉出棚腿，在护身支柱保护下远离卸载，顶板冒落稳定后，用长把钩取出棚梁及支柱。（3）、为防止上隅角瓦斯聚积，必要的情况下，工作面回风巷支架可超前切顶线半排或一排进行回收。回收后，回风巷上帮以下4米范围内的切顶线要加特殊支柱，柱距0.25米，确保上巷口行人安全。第六节 循环作业方式及劳动组织（一）、作业方式：采用 “三八”工作制度。（二）、循环方式：实行“两采一准”作业方式，昼夜单循环，循环进度1.2m

39、，每月正规循环28个。（三）、劳动组织（见劳动组织配备表）采用专业和综合工种相结合的分段作业形式。除机电、运输维修、材料运送由专人负责外，其它工序是若干小组分段完成采、支放顶等任务，采煤于放顶不能同时作业，采放间距不少于15m。班出勤46人，在册人数56人。第七节 工作面主要技术经济指标序号名称单位指标序号名称单位指标1工作面走向长m45814月进度m31.22工作面倾斜长m12015月产量t174423平均采高m3.516班出勤人数人464平均倾角2617出勤工效t/工2.55煤层容重kn/m31.4518炸药消耗kg/万t47506可采储量万/t26.919循环定员人1387采出率%85%

40、20单体支柱丢失率%0.3%8循环次数d221顶梁丢失率%0.39循环进度m1.222工作面采出率%9510循环产量t342232.4m型钢梁挂50011日循环个224DZ22-30/100柱根120012日产量t34225备用梁挂2013月循环数个5226备用支柱根50第八节 劳动组织配置表序号工 种出 勤 人 数八点班四点班零点班小计1班长11132技术员11133泵站司机22264刮板输送机司机22265电钳工11136攉煤工1515307支柱工8815318支柱维修工2249安全员（瓦检员）111310运料工333911设备管理员333912爆破员111313放顶工131314支柱管理

41、工33615巷道修理工333916合计46464613821061工作面循环作业图 时间面长0点班8点班16点班012345678910111213141516171819202122231201101009080706050403020100图例打眼放炮 采煤 -支柱 密 集 柱 回柱 移溜第九节 回采工艺过程的顶板管理及安全注意事项（一）、顶板管理：采用全部垮落法处理采空区，主要从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。“支”就是支得好，要求支架在其工作过程中能支承得住顶板所施加的压力。“护”就是护得好（包括护顶和护底两个方面）护顶：根据工艺要求，顶板舍帮实行全封闭管理，保证不漏顶，不漏邦，根据理论计算和所提供的材料选择60050MM棚距（中见中），对棚架设，使用荆笆质量必须可靠，做到强度高，纺织密度大，椽子直径不少于40MM，打顶时做到荆笆搭接合理，椽子摆放均匀，每棚6根，不得出现漏顶现象。护底：为保证采面支柱支撑力，底板松软地段要站大木鞋板。 “稳”就是稳得住，要求支架具有抵抗来自各层面方向得推力的能力，防止复合顶板推垮型冒顶事故。工作面初支撑力须保持在90KN以上，才能保证安全生产。（二）、采场支护采场支护：采用DZ-2200型单体柱配2.4米型钢梁支护，每对棚5根柱，对棚距0.6米，最大控顶距3.4米，最小控