李勇江设计说明书

摘要平煤神马集团一矿位于河南省平顶山市境内，为平煤神马（集团）的大型现代化高产高效矿井之一。采区地质条件简单，开采的煤层赋存稳定，为近水平厚煤层。矿井的生产能力为0.9Mt/a，服务年限为61a。根据一矿矿采区的实际情况，确定矿井的开拓方式为立井单水平开拓，采区式准备，走向长壁采煤法，综合机械化采煤工艺，矿井工作制度为两班采煤，一班准备。矿井的采煤、运输、提升、排水和通风主要系统实现了机械化，以科技进步推动矿井的现代化发展。 目录TOC\o"1-4"\h\u前言 5第一章、矿井概况 61.1、矿井基本概况 61.1.1、矿井在矿区所处位置，矿井四邻关系。 61.1.2、矿井开采范围，边界划分。 71.1.2.1、采区境界 71.1.2.2、采区境界周围情况 71.1.3、井田内煤层赋存状况、走向、倾向、倾角变化。 71.1.3.1、采区附近主要地质构造 81.1.3.2、煤尘、煤质特征 81.1.4、开采煤层状况挥发分和爆炸性。 8第二章、采区基本条件 92.1、采区煤层条件 92.1.1、采区开采范围、四邻状况、采区储量。 92.1.1.1、矿井工业储量 92.1.1.2、矿井设计储量 92.1.1.3、矿井可采储量 92.1.2、煤层赋存条件、围岩条件。 112.1.3、采区地质构造特征，对采区巷道布置和回采影响状况。 112.1.4、采区内煤层，煤质状况、采区内瓦斯赋存和涌出预测、采区内涌水量和排水方法。 112.2、采区生产状况 122.2.1、采区拟采取回采工艺、生产能力确定、区段数目划分，区段长度要求。 122.2.2、采区内回采工作面和掘进工作面配备。 122.2.3、主要生产系统要求。 13第三章、采区巷道布置设计 143.1、采区上（下）山布置 143.1.1、结合采区条件提出采区上（下）山布置方案2个以上。 143.1.2、进行对比分析、确定合适的上（下）山布置方式。 153.1.3、确定采区上（下）山所处层位、数目、断面形状和支护方式与支护规格。 163.2、采区车场形式选择设计 193.2.1、根据采区布置层次、选择采区上、中、下部车场基本形式。 193.2.2、井底车场 193.2.2.1、概述 193.2.2.2、线路总平面设计 203.2.2.3、井底车场通过能力的计算 213.2.2.4、确定井底车场主要巷道断面 213.3、采区回采平巷布置 223.3.1、确定回采平巷布置方式、掘进、支护要求。 223.3.2、巷道断面尺寸设计、支护方式、支护参数选择设计。 233.3.2.1、井筒特征的确定 233.3.2.2、井壁的支护材料及井壁厚度 263.4、采区主要硐室布置 283.4.1、主井系统硐室 283.4.2、副井系统硐室 293.4.3、其它硐室 303.5、采区主要生产系统 303.5.1、分别说明采区三大主要生产系统路线、主要设备、设施和能力。 303.5.1.1、矿井运输系统 303.5.1.2、矿井排水系统 313.5.1.3、通风系统 313.5.1.4、供电系统 313.5.2、采区通风系统要计算确定工作地点风量、计算采区所需风量。 313.5.2.1、矿井通风系统的选择 313.5.2.2、选择矿井主扇的工作方式 323.5.2.3、选择矿井通风方式 323.5.2.4、采煤工作面瓦斯涌出量计算 323.5.2.5、掘进工作面所需量 323.5.2.6、硐室实际需风量 333.5.3、下山采区说明水仓、泵房及排水能力。 343.5.4、采区内工作面接替顺序安排表。 343.5开采顺序及带区、采煤工作面的配置 353.5.1开采顺序 353.5.2保证本产品的同采采区数和工作面数。 353.5.3矿井产量验算 363.6井巷工程量和建井工期 36第四章、工作面回采工艺设计 384.1、工作面基本条件 384.2、工作面回采工艺方式 384.2.1、工作面回采工艺方式选择，工作面主要设备选型。 384.2.1.1、采煤方法的选择 384.2.1.2、机械设备选型 384.2.1.3、作业方式 384.2.1.4、采空区处理方法：全部冒落法 394.2.1.5、工作面循环方式及循环作业图表 394.2.2、支护方式选择，综采选择支架架型，验算支护强度。 424.2.3、工作面回采设备 484.3采区巷道布置及生产系统 484.3.1采区走向长度的确定 484.3.2确定区段斜长及区段数目 484.3.3煤柱尺寸的留设 494.3.4采区上山的布置 494.3.5区段平巷的布置 494.3.6联络巷道布置 494.3.7采区车场形式选择 494.3.8采区硐室 504.3.9采区和掘进出煤率及采区采出率 504.2.10采区生产系统 51第五章、采煤工作面生产组织设计 535.1、回采工作面质量管理 535.1.1、工作面支护质量，设备管理和煤质管理的有关规定 535.1.2、设备管理和煤质管理的有关规定 545.1.2.1、预防瓦斯爆炸的措施 545.1.2.2、防火措施 555.1.2.3、煤尘爆炸防治措施 575.1.2.4、防治水措施 595.1.3、工作面安全管理的有关规定 605.2、回采工作面生产组织管理 675.2.1、回采工作面作业方式、劳动组织设计、工作面循环方式和循环图表编制。 675.2.1.1、回采工作面作业方式 675.2.1.2、劳动组织设计 675.2.1.3工作面循环方式 685.2.1.4、循环图表编制 685.2.2、计算工作面主要生产技术经济指标。 695.2.2.1、矿井工业储量 695.2.2.2、矿井设计储量 695.2.2.3、矿井可采储量 705.2.2.4、矿井年产量的计算依据 705.2.2.5、矿井服务年限 71第六章采区主要经济技术指标 72结束语 74参考文献 75

前言采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对学生成绩的最终考核，其目的是使学习深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节的相互联系和制约关系，培养学生综合运用各门学科的理论知识，分析和解决采矿工程技术问题的能力；培养和锻练学生独立的进行学习和工作的能力；培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力；进一步训练撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能。矿井设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学的系统工程，虽然本次设计题目中存在一些理想化的条件，但是通过这次设计，我已经掌握了矿井设计的方法和步骤，培养了搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力，提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力，这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。本次设计参照矿井是义煤集团十一矿煤矿，在十一矿实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据，按照指导教师要求作了一些修改后，对矿井做的初步设计。其内容包括：矿井概况及采区地质特征、矿井储量及服务年限、采区开拓、准备方式、矿井提升运输和排水、矿井通风与安全技术等六个方面。本次设计以《毕业设计论文大纲》为依据，按照《安全规程》的要求，经过查阅相关资料和指导老师的精心指导而完成，由于本人知识结构的限制和设计能力有限，设计中难免有不妥和错误之处，垦请审阅老师批评指正。第一章、矿井概况1.1、矿井基本概况1.1.1、矿井在矿区所处位置，矿井四邻关系。一矿位于平顶山矿区中部，位于平顶山市中心以北3Km处，属平顶山煤田。东部以26勘探线为界与十矿相邻，西以36勘探线为界与四矿、六矿相邻，丁组煤层南南窑采空区下届（+45~+110m之间），北之-600等高线。其地理位置坐标，东经：113º11´45"～113º22´30，北纬：33º40´15"～33º48´45"。，矿区走向长约5KM，倾向长约5.86KM，总面积约16.3平方公里。一矿距平顶山市区约3公里，市内有12路公共汽车直通矿部，并有35路公共汽车经过一矿口。一矿至平顶山火车站9Km，通过矿区专用铁路可直达漯宝铁路。漯宝铁路连接京广、焦柳两大铁路干线。平顶山车站至京广铁路70Km，至焦柳铁路28Km。以平顶山市为交通枢纽，有柏油公路沟通各县市，交通极为方便。（一矿交通位置图）平顶山煤田地处伏牛山东端与华北大平原西南缘的交接部位，地势西高东低，西部为低山丘陵，东部过度为冲积平原。一矿采区位于平顶山矿区，属剥蚀残余丘陵地貌单元。采区北部为丘陵山体，山体呈北西～南东向展布，最高山脊（红石寨）标高+320.4m；山脊两侧南北向冲沟较发育；山体南中部为剥蚀残丘与坡洪积层组成的北西～南东向槽形谷地，最低标高为+100m，一般+110～+120m；采区南缘为寒武系灰岩组成的呈北西～南东向展布的剥蚀残丘和垄岗（青石山）。区内河流均属淮河水系，主要河流有沙河和汝河，湛河和清肠河分别为其支流，但均在十一矿采区之外，仅在采区南、北坡有一些季节性水流冲沟，排水条件良好，水流汇集后沿寒武系灰岩及太原群灰岩露头之上流入湛河。北干渠流经采区北边界处，但该处煤层埋深1000m以上，对井下开采不产生影响。1.1.2、矿井开采范围，边界划分。1.1.2.1、采区境界该采区北以风化带为界，南以－200米等高线为界，西大致以F3断层为界，东以F16断层为界，采区走向最大值5800米，最小值5200米，平均5000米；倾向最大值2200米，最小值1800米，平均2300米，采区面积约13.40Km²。五个枴点坐标如下表：表2—1—1采区境界控制点一缆表拐点序号径度坐标（X）纬度坐标A375815753844660B375800253842150C315814403840890D375834353839585E3758466538401151.1.2.2、采区境界周围情况一矿矿上部有南涧河流过矿区，并且为采区内主要地表水系，在矿井设计上应考虑防水煤柱的留设；中部较简单无大的褶皱和断层。1.1.3、井田内煤层赋存状况、走向、倾向、倾角变化。本采区煤层倾角15°，走向平均长度1800m，倾向长度800m，采区面积13.40km²，平均煤厚4.5m，采用走向长壁采煤法，在采区倾斜方向上划分为二个阶段，采用上下山相结合的开拓方式。1.1.3.1、采区附近主要地质构造采区处于李口向斜西南翼，主体为北东倾向的单斜构造，浅陡深缓。由于受北东向应力挤压的影响，在采区南端形成紧密褶皱带，浅部地层倾角高达37°,局部直立甚至倒转，深部倾角12°；采区内也有局部的凹陷与隆起。由于受采区外界附近断层的影响，采区内存在一条中型断层，走向多为北东－南西向，在矿井生产揭露中，丁组和戊组煤层微型断层发育。艾山逆断层：位于采区西北部，由55-12孔控制，在水平四采区揭露。倾向北东，倾角62°，落差9m，延展长度720m。1.1.3.2、煤尘、煤质特征1.煤层丁5-6：原煤灰分＝26.84%，属中灰－富灰煤，原煤硫分＝0.38%，属特低硫煤。丁5-6：以粉煤为主，占58.55%,其次为小块、大块煤，分别占16.22%和4.68%。精煤回收率平均值均小于40%，中煤含量超过30%，属极难选煤。1.1.4、开采煤层状况挥发分和爆炸性。本采区在勘探初期，由401队做了部分煤岩工作，因测试项目不全，仅供参考，补勘阶段，采取坚定样煤5个，其中丁5-6煤层3个，现将有关物理性质及煤岩特性按煤种及煤层分述如下：丁组煤：黑褐色，弱玻璃光泽，硬度1-1.5度;宏观煤岩类型为暗淡－半暗型;显微煤岩组分中，镜质体68.75%，惰质体22.94%，壳质体8.30%，无机质11.85%，以镜质体为主；显微煤岩类型为微三合煤；变质中等，由浅到深变质程度落有增高。表1-2-2水文地质条件明细表影响回采工作地质资料最大涌水300m/h正常涌水200m/h地温正常地压正常瓦斯相对涌出量为8m/t煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数17.58%自燃自燃等级为三级，煤的自燃发火期最短为72天第二章、采区基本条件2.1、采区煤层条件2.1.1、采区开采范围、四邻状况、采区储量。2.1.2、煤层赋存条件、围岩条件。矿井内煤层：丁5-6：该煤层可采指数0.97，变异系数53.1%，煤厚2.10～3.05m，平均2.5m，属较稳定煤层，局部地段含1-3层夹矸。为主采煤层。戊9-10：上距丁5-6煤100m，可采指数0.97，变异系数40.5%，厚1.98～2.63m，平均2.36m，属较稳定煤层，煤层结构较简单，多存在一层厚0.01-0.6m的夹矸（个别区域1-3层），局部区域无夹矸，东厚西薄，厚度变化不大。为主采煤层。2.1.3、采区地质构造特征，对采区巷道布置和回采影响状况。矿井处于李口向斜西南翼，主体为北东倾向的单斜构造，浅陡深缓。由于受北东向应力挤压的影响，在矿井南端形成紧密褶皱带，浅部地层倾角高达37°,局部直立甚至倒转，深部倾角12°；矿井内也有局部的凹陷与隆起。由于受矿井外界附近断层的影响，矿井内存在一条中型断层，走向多为北东－南西向，在矿井生产揭露中，丁组和戊组煤层微型断层发育。艾山逆断层：位于矿井西北部，由55-12孔控制，在水平四矿井揭露。倾向北东，倾角62°，落差9m，延展长度720m。2.1.4、采区内煤层，煤质状况、采区内瓦斯赋存和涌出预测、采区内涌水量和排水方法。本矿井在勘探初期，由401队做了部分煤岩工作，因测试项目不全，仅供参考，补勘阶段，采取坚定样煤5个，其中丁5-6煤层3个，现将有关物理性质及煤岩特性按煤种及煤层分述如下：丁组煤：黑褐色，弱玻璃光泽，硬度1-1.5度;宏观煤岩类型为暗淡－半暗型;显微煤岩组分中，镜质体68.75%，惰质体22.94%，壳质体8.30%，无机质11.85%，以镜质体为主；显微煤岩类型为微三合煤；变质中等，由浅到深变质程度落有增高。表1-2-2水文地质条件明细表影响回采工作地质资料最大涌水300m/h正常涌水200m/h地温正常地压正常瓦斯相对涌出量为8m/t煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数17.58%自燃自燃等级为三级，煤的自燃发火期最短为72天煤层丁5-6：原煤灰分＝26.84%，属中灰－富灰煤，原煤硫分＝0.38%，属特低硫煤。丁5-6：以粉煤为主，占58.55%,其次为小块、大块煤，分别占16.22%和4.68%。精煤回收率平均值均小于40%，中煤含量超过30%，属极难选煤。2.2、采区生产状况2.2.1、采区拟采取回采工艺、生产能力确定、区段数目划分，区段长度要求。本井开采煤层为二叠纪五组煤层.通过具体情况具体分析，本设计在开拓部署上，巷道布置及采煤方法上采取了相应的措施，以保护安全有效地完成矿井的回采工作。本矿井煤层倾角15°，走向平均长度1800m，倾向长度800m，矿井面积13.40km²，平均煤厚4.5m，采用走向长壁采煤法，在矿井倾斜方向上划分为二个阶段，采用上下山相结合的开拓方式。1、井筒位置尽量选择在矿井中央和最小货载运点上。2、井筒和井底车场运输平巷尽量不穿断层破碎带和少穿过松散岩层。由地质报告可知：该矿井表土层厚100m，煤层倾角15°，煤层厚度3.5—6.5m，平均4.5m，开采煤层为二3煤层，矿井涌水量不大，瓦斯涌出量小，属于低瓦斯矿井，本矿井地质构造中等。2.2.2、采区内回采工作面和掘进工作面配备。根据邻矿同等条件经验，本综放面选型设备如下：刮板输送机：SGZ800/800破碎机：PCM200胶带输送机：DSP——1080/1000采煤机：MG800/2040-WD型电牵引采煤机运输机：SGZ1000/2×700型交叉侧卸式刮板输送机转载机：SZZ1200/400型转载机液压支架：ZY86400/25.5/55型掩护式液压支架2.2.3、主要生产系统要求。建设完善井下安全避险“六大系统”的目标要求（1）建设完善井下监测监控系统按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029—2007）的要求，完善安全监控系统，实现对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速等的动态监控，为安全管理提供决策依据。强化系统设备维护，定期进行调试、校正，及时升级、拓展系统功能和监控范围，确保设备性能完好，系统灵敏可靠。健全完善规章制度和事故应急预案，落实值班、带班人员责任，监测监控系统中心坚持24小时值班制度，当系统发出报警、断电、馈电异常信息时，迅速采取断电、撤人、通知作业等应急处置措施，充分发挥其安全避险的预警作用。（2）建设完善井下人员定位系统按照《煤矿井下作业人员管理系统使用规范》（AQ1048—2007）的要求，建设完善井下人员定位系统，并做好系统的维护和升级改造工作，保障系统安全可靠运行。所有入井人员必须携带识别卡（或具有定位功能的无线通讯设备），确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况。进一步完善制度，发挥人员定位系统在定员管理和应急救援中的作用。（3）建设完善井下紧急避险系统按照《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定》的要求，委托有相关设计资质单位进行紧急避险系统的整体设计。紧急避险系统应与监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络等系统相互连接，在紧急避险系统安全防护功能基础上，依靠其他避险系统的支持，提升紧急避险系统的安全防护能力。紧急避险设施应具备安全防护、氧气供给保障、有害气体去除、环境监测、通讯、照明、动力供应、人员生存保障等基本功能，在无任何外界支持的条件下额定防护时间不低于96小时。紧急避险设施的容量应满足服务区域所有人员紧急避险需要，包括生产人员、管理人员及可能出现的其他临时人员，并按规定留有一定的备用系数。紧急避险设施的设置要与矿井避灾路线相结合，紧急避险设施应有清晰、醒目的标识。（4）建设完善压风自救系统在按照《煤矿安全规程》要求建立压风系统的基础上，按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求，进一步完善压风自救系统，设置供气阀门。井下压风管路要采取保护措施，防治灾变破坏。（5）建设完善矿井供水施救系统建设完善的防尘供水系统，严格按照《煤矿安全规程》要求设置三通及阀门，在采掘作业地点和人员较集中地地点设置供水阀门。加强供水管路的维护，不得出现跑、冒、滴、漏现象。（6）建设完善井下通信联络系统按照《煤矿安全规程》的要求，在主副井口、井底车场、井下变电所、水泵房等主要机电硐室和采掘工作面安设符合规定的电话。井下避险硐室（救生舱）、水泵房、变电所设直通矿调度室的电话。使用井下无线通讯系统、井下广播系统。发现险情时及时通知井下人员撤离到安全地点。第三章、采区巷道布置设计3.1、采区上（下）山布置3.1.1、结合采区条件提出采区上（下）山布置方案2个以上。根据以上地质资料以及现有的开采技术，经过分析提出以下两种在技术上可行的开拓方案：1、斜井两水平上下山开拓；2、立井单水平上下山开拓；3.1.2、进行对比分析、确定合适的上（下）山布置方式。对于方案一，采用斜井两水平上下山式开拓的优点：1、井筒掘进技术和施工设备简单，掘进速度快，地面工业建筑、井筒装备、井底车场等比立井简单；2、斜井一般无须大型提升设备；3、采用斜井石门长度比较短；4、延深斜井施工比较方便，对生产干扰少，可以充分利用原有设备和设施；5、采用片盘斜井时，井巷工程量小，可少掘上山部分的巷道；采用方案一的缺点：1、斜井井筒比立井长得多，提升费用高，沿井筒敷设管路、电缆所需管路也较长；2、斜井通风路线较长，通风阻力大；3、采用片盘斜井时，由于该矿井受断层切割，井筒难以布置在矿井中央，使矿井生产不均衡，后期生产提升环节多。采用方案二的优点：1、可以充分利用原有设备和设施进行延伸；2、立井井筒较短，通风阻力小，提升速度快。方案二的缺点：1、矿井延伸受地质、水文条件的限制；2、原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰。3、主井接井技术难度大，矿井将出现短期停产。4、延伸两井筒施工组织复杂。5、立井开拓延伸时石门较多。3.1.3、确定采区上（下）山所处层位、数目、断面形状和支护方式与支护规格。经济合理是指所选的方案吨煤生产能力的基建投资少；特别是初期投资少，劳动生产率高，吨煤生产费用低，矿井建设时间短，投资效益好，投资收期短，利润高。计算各方案不同项目包括：基本建设费用、生产经营费用、建井工程量和生产经营工程量。在经济比较落后时，作以下几点说明：1）、两方案相同部分，不予比较，只比较不同部分，不予比较；2）、立井大巷、石门及斜巷上山的辅助运输费用均按运输费用的20%进行估算。表3—2—1各方案工程量计算表方案项目方案一方案二工程量/m工程量/m初期主井井筒1022180+20副井井筒1022180+5回风斜井10220井底车场2001000主要石门——125矿井上山——2×1022回风立井030后期主井井筒869200+20副井井筒869200+5回风斜井8690井底车场2001000主要石门——1300矿井上山0869×2回风联络巷500——表3—2—2基建费用表方方案项目方案一方案二工程量/m单价/元每米费用/万元工程量/m单价/元每米费用/万元初期主井井筒10223782386.522008294165.88副井井筒10223782386.521858294153.44回风斜井10222500255.50——4560——井底车场200239947.9810002399239.90主要石门——2000——125200025.0矿井上山——2000——20442000408.8回风立井——8294——30829424.88小计1076.521017.90后期主井井筒8694560396.2622010000220副井井筒8694560396.2620510000205回风斜井8693000260.07————井底车场200350070.0010003500350主要石门——2500—0矿井上山——2500—75回风联络巷5002000110.00——2000——小计1232.591533.75总计2309.112551.65表3—2—3生产经营工程量表方方案项目方案一方案二工程量工程量提升费用/万吨·Km一水平1.2×1.022×143501.2×0.2×14350二水平1.2×0.869×47461.2×0.22×4764石门运输一水平——1.2×0.125×14350二水平——1.2×1.30×4764排水万m31.022×454.3×24×365×80×10－40.2×454.3×24×365×80×10－4表3—2—4生产经营费用表方案项目方案一方案二工程量/万吨·km单价/元/(t·km)费用/万元工程量/万吨·km单价/元/(t·km)费用/万元提升费用17598.840.71012495.183444.001.3504649.44967.901.0255092.101257.701.7792237.45石门运输2152.50.5451173.117431.840.5454050.35排水费用32537.760.32310509.706367.462.28714562.40合计28096.9826672.71表3—2—5费用汇总表方案项目方案一方案二费用/万元百分率%费用/万元百分率%基建工程费2309.190.492551.65100生产经营费28096.98105.3426672.71100经过计算，从表中可知：方案一初期投资比方案二多出58.62万元，两者相差不大，需进一步比较，但后期方案一又比方案二少出301.16万元，从基建费用上看方案一略优；但从经营费用上看，方案一的经营费用明显高于方案二，比方案二多出1424.27万元，高出5个百分点；最终总费用也是方案一较大。因此最终确定方案二的开拓系统；即立井单水平上、下山式开拓。3.2、采区车场形式选择设计3.2.1、根据采区布置层次、选择采区上、中、下部车场基本形式。采区上(下)山与区段平巷或阶段大巷连接处的一组巷道和硐室称为采区车场。采区车场的主要作用是在采区内运输方式改变或过渡的地方完成转载工作。采区车场的巷道包括甩车道、存车线及一些联络巷道，另外还有一些铜室，如煤仓、绞车房、变电所等。采区车场按地点分有上部车场、中部车场和下部车场。由于地质条件与准备方式不同，车场形式及线路布置也不同。应根据采区地质、开采条件，合理选择采区车场的形式。采区车场施工设计。最主要的是车场内轨道线路设计。轨道线路设计必须与采区运输方式和生产能力相适应；必须保证车场内调车方便、可靠；操作简单、安全；提高工作效率和尽可能减少车场的开掘及维护工作量。采区车场线路是由甩车场(或平车场)线路、装车站和绕道线路所组成。在设计线路时，首先进行线路总布置，绘出草图，然后计算各线段和各联接点的尺寸，最后计算线路布置的总尺寸，作出线路布置的平面图和剖面图。3.2.2、井底车场3.2.2.1、概述井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下物料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作任务，它是井下运输的总枢纽。井底车场首先保证矿井生产所需的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要，为此，井底车场的设计通过能力应大于全矿井生产能力的30%——50%；其次，应满足井底车场通过能力前提下尽量减少掘砌工程量，而且井底车场便于管理和安全操作。根据井筒与主要大巷位置，地面生产系统及井下开拓方式的要求，本矿井采用刀把式井底车场。如下图3-4-1（本节根据老师要求，对井底车场线路联接，平面闭合，通过能力不予计算，仅用插图的方式说明调车路线）图3-4-1井底车场3.2.2.2、线路总平面设计1、井筒相互位置的确定如下图所示：图3-4-2井筒相互位置图1—主井中心线；2—副井中心线；3—副井存车线两井筒中心点间的直线距离C为：C＝＝70m2、主井空重车线长度的确定L=mnL1+L2+L3=1.5×17×3+4.5+15=96m3、副井空重车线长度的确定L2=mnL1+L2+L3=1×30×2+15+4.5=79.5m3.2.2.3、井底车场通过能力的计算Mjd=(252000/1.15)×(Qjd/Tjd)=(252000/1.15)×(3×17×3/20)=121万吨。通过能力的富余系数121/90=140%，满足设计规范要求。3.2.2.4、确定井底车场主要巷道断面1、巷道断面形状选择井底车场巷道服务年限长，要求将井底车场巷道布置在稳定的岩层中，因此，一般井底车场巷道采用拱形断面。2、巷道支护方式井底车场巷道一般多采用喷射混凝土支护。3、巷道断面尺寸的确定巷道断面的尺寸要符合《煤矿安全规程》规定：巷道净断面必须满足行人、运输、通风、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途：存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格、人行道宽度与各种安全间隙，以及通过巷道的风量，本矿井采用刀把式井底车场。4、巷道断面特征水平大巷为半圆拱形，由于本矿井走向较长，大巷断面面积适当加大，巷道净宽度4.2m，巷道拱高2.1m，巷道整个高度为4.3m，巷道掘进面积17.3m²，净断面积16.17m²，支护采用锚喷支护，支护厚度100mm。3.3、采区回采平巷布置3.3.1、确定回采平巷布置方式、掘进、支护要求。单一煤层走向长壁采煤法采区巷道布置。该采区开采一层中厚煤层，煤层埋藏稳定，顶底板岩层稳定，地质构造简单，瓦斯涌出量小。采区走向长度1800m，倾斜长度800m，采区沿倾斜划分为5个区段（多处未显示），工作面的采煤工艺为综合机械化采煤。由于运输大巷和回风大巷布置在煤层底板岩层中，因此，在采区下部和上部分别掘出采区运输石门和采区回风石门进入到该煤层。采区石门是位于采区走向长度的中央，分别与运输大巷和回风大巷相垂直的水平岩石巷道。采区巷道掘进顺序是：从运输大巷掘进采区下部的运输石门1，从回风大巷掘进采区上部的回风石门2。在运输大巷1掘到煤层之后，接着掘进采区下部车场3。由下部车场沿煤层向上掘进轨道上山4和运输上山5，这两条上山的水平间距约为20m。两条上山4和5掘至采区上部边界后，再掘采区上部车场6与采区回风石门2。然后在第一区段下部，从轨道上山、运输上山开掘采区中部车场7，用双巷掘进的方法分别向两翼掘进第一区段运输平巷9和第二区段回风平巷8。巷道8和9之间的倾斜间距一般为8～15m，即为区段煤柱宽度（上区段采过后，以此煤柱来维护下区段的回风平巷）。回风平巷8超前于运输平巷9约100～150m掘进，并沿走向每隔80～100m掘一条联络巷11联通巷道8和9。与此同时，在采区上部边界，从上部车场6向两翼开掘第一区段的回风平巷10。在采区边界沿煤层倾斜掘进一条巷道，联通第一区段运输平巷9和回风平巷10，这条巷道称为开切眼，形成开采前的采煤工作面。在掘进巷道的同时，还需开掘采区煤仓12、采区变电所13、绞车房14等巷道。待上述巷道和硐室全部掘完并检查其规格质量合格后，安装机电设备，形成完整的采区生产系统，采区第一个工作面投入生产。图3-15单一薄及中厚煤层走向长壁采煤法上山采区巷道系统1－采区运输石门；2－采区回风石门；3－采区下部车场；4－轨道上山；5－运输上山；6－采区上部车场；7、7′－采区中部车场；8、8′，10－区段回风平巷；9、9′－区段运输平巷；11－联络巷；随着第一区段的采煤，应及时掘出第二区段的中部车场7′、第二区段运输平巷9′、第三区段回风平巷8′及第二区段开切眼，准备出第二区段的采煤工作面，以保证在上区段工作面采完之后及时接替生产。同样，在第二区段生产期间，准备出第三区段的中部车场和回采巷道。这种从上到下依次开采各区段的开采顺序，称作区段下行式开采顺序。3.3.2、巷道断面尺寸设计、支护方式、支护参数选择设计。3.3.2.1、井筒特征的确定（初步选用1吨矿车双层单车普通罐笼）L=L1=a+2(h－△)+b1/2+b2/2=1000+2×(160－4.5)+180/2+180/2=1591m式中：L——1，2号罐道梁中心中距，L1——1，2号轨道梁中心距，a——两侧罐道中心间距，取1150㎜，h——木罐道厚度为100㎜，△罐道梁卡入木罐道深度，取4.5㎜，b1，b2为1，2号罐道梁的宽度，取180㎜。梯子间尺寸的确定：M=600+600+m+b2/2式中：M——梯子间最长边和2号梁中心线的距离，mm600——两梯子的中心距，mm600——梯子中心到壁板距离加另一梯子中心到井壁距离M——梯子间壁板总厚，木梯子间m=50mm，金属梯子间m=77mm，玻璃钢梯子间M=30mmM=600+600+m+b2/2=1340m梯子孔前后一般不小于700mm，加上梯子梁的宽度100mm，则有S+T=2(700+100)=1600mm，一般取T=300~400mm，则有s=1300~1200mm，计算副井筒半径为：R2=（L－K*+M）2+T2式中：K——1号罐道中心与井筒中心线的距离，K*为K的近似值K*=L/3=1591/3+530.3mm代入数据得R=2730.52mm副井直径不防取5.5m，下面进行风速验算V=Qm/S≤Vmax式中:V——通过井筒的风速，m/s；Q——通过井筒的风量m3/s，取98；S——井筒的断面积，m2m——井筒有效断面系数，圆形为0.8；Vmax——《安全规程》规定的最大风速为8m/s；V=Q/ms=98/(0.8×23.76)=5.2m/s<Vmax经风速验算，满足通风要求2）立井井筒断面确定罐道梁中心线间距由下式可得：L1=a+2h+so式中：L1——1、3号罐道梁中心线间距，mma——两侧罐道中间的距离，为1780mmh——钢轨罐道的高度，为160mms0——罐道和罐道梁连接垫板凹槽处的宽度，取112mmL1=a+2h+so=1780+2×160+112=2212mm罐道中心线与2号罐道梁中心线之距。L=B+f2+b2/2式中：B——罐道中心线到箕斗一侧之距，为1350mmf2——箕斗与2号罐道梁之间的间隙，一般采用f2=200mmL=B+f2+b2/2=1350+200+180/2=1640mm计算井筒半径如下：R0=M+f2+B－K0=11363+200+1350－1640/3=2366mm式中：M——梯子间最长边梁和2号梁中心线的距离，为M=600+600－14+183=1363mm经计算可得，主井直径为4.8米。本矿井选用两套提升设备如下表3—3—1立井单绳罐笼主要技术特征表型号名称进出车方式装载矿车数（辆）罐道主要尺寸(㎜)罐笼自重（t）承载个数（个）布置方式规格（㎜）ABGM1—2矿车双层单车普通罐笼双侧2双侧木罐道180×160225010103.645两层24表3—3—2刚性罐道立井多绳箕斗表型号名义载重(t)有效容积(m³)最大提升高度(m)箕斗自重(t)主要尺寸(㎜)刚性罐道ABCD断面宽度((㎜)b1b2JDG－9/10×4Y610130011.6230013001600830180180注：丁代表提煤箕斗，0代表立井多绳，G代表适应刚性罐道，q代表名义载重为9吨，110代表每根钢丝绳悬挂装置的破坏载荷为110吨，4代表提升钢丝绳为4根，Y代表异侧装卸式。3）风井井筒断面的确定S0=Q/s，又S0=s－A式中：S——井筒净断面积，m2A——梯子间面积，一般为A=2.0—2.5mQ——井筒所需风量为98m/s3.3.2.2、井壁的支护材料及井壁厚度1）主井主要用于提升煤炭，井筒直径4.8m，采用9吨多绳摩擦提升箕斗，型号初步确定为JDG—9/110×4y，井筒采用混凝土砌碹壁，井筒砌碹壁厚度为350mm，井筒装备钢道，罐道梁、电缆架，采用树脂（307—2型），固定罐道梁、锚杆结构（M×L）为（M24）M27×400。图3-3-1主井断面示意图2）副井主要用于升降人员、设备、材料以及提升矸石等，并兼做通风，排水，为了防止断绳事故，设有防坠器，井筒直径5.5m，采用混凝土砌碹壁，砌碹壁厚度为350mm，采用1吨矿车双层单车普通罐笼，木罐道双侧布置，工字钢罐道梁。图3-3-2副井断面示意图3）风井主要用于矿井回风，并兼做安全出口，装备有梯子间和管路，电缆等，井筒直径5.0m，采用混凝土砌碹壁，砌碹壁存度为350mm。图3-3-3风井断面示意图表3－3－4井壁厚度经验数据表井筒净直径井壁厚度(㎜)砼料石砼砌块砖4.03003003004904.53003003004905.03503003505.53503503506.04004004006.54004004007.0450450450表3－5－5井筒特征表井筒名称主井副井风井井口标高X(m)384115038411303841353Y(m)375832003758325537585225Z(m)400390170用途提煤升降人员，下放物料，设备以及进风回风蟛兼做安全出口提升设备一对JDG－9/10×4Y一对GM1－2型矿车双层单车普通罐笼井筒倾角（°）909090断面形状圆形圆形圆形支护方式混凝土混凝土混凝土井壁厚度（㎜）350350350提升方位角（°）3333井筒深度20018530断面积净（㎡）18.1023.7519.63掘（㎡）25.5232.1720.433.4、采区主要硐室布置3.4.1、主井系统硐室1、井底煤仓井下煤仓上接卸载站硐室，下连箕斗装载硐室，通常为一条较宽的倾斜巷道，其中分成两个隔间，一个用以存煤，另一个为人行通道，取600吨。2、箕斗装载硐室其内安设箕斗装载设备，将煤仓之煤按定量装入箕斗，本硐室上接煤仓，并与立井之筒直接相连，一般情况下位于井底车场水平之下。3、主井清理撤煤硐室及斜巷箕斗装载时，部分煤炭撤落到井底，为了清理需设置清理撤煤硐室，其中安设提升绞车，并经清理斜巷用矿车或小箕斗送入井底，清尘的煤炭提升至运输水平，然后由矿车运至翻笼卸入煤仓。3.4.2、副井系统硐室1、马头门它是副井井筒与车场巷道相连接的部分，材料、设备和人员都要通过它进出罐笼，在马头门附近为便于矿车进出罐笼，要安设推车机，阻车器等设备。2、中央变电所中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入、输出电缆线，配电均衡，安装维修方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所设置于副井与井底车场连接的附近。中央变电所的施工和安全要求如下：1）必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可采用不燃性锚喷支护。2）硐室必须设置易关闭的既防水又防火的密闭门，门内可设向外开的铁栅门，但不能妨碍门的关闭。3）从硐室出口防火门起5米内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。4）硐室不应有滴水现象，电缆沟应设一定坡度，以便将积水随时排出室外。5）中央变电所的地坪，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出0.5m，同时应根据规定，设置灭火器材，如配备灭火设备和充足的沙箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。4、中央水泵房水岩房硐室是井下主要硐室之一，能否正常运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：1）管线敷设最短，不仅节约管线电缆，而且管道阻力和电压降最小；2）一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，或便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故，恢复生产。3）要求具有良好的通风条件根据以上要求硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室。对中央水泵房硐室施工方面以及安全方面的要求如下：1）必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可是锚喷支护，但不得有淋水。2）出口通道处需设置向外开启的能防水防火的密闭门，从硐室出口密闭门起5米内的巷道，应砌碹或采用其它不燃性材料支护。3）泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板0.5米，设有流水坡，以防硐室积水。4）等候室在副井井筒附近应设置等候室，作为工人候车跟休息的场所，如候室多和工具房相邻，以便于工人领取工具。3.4.3、其它硐室其它硐室主要有：调度室、医疗室、架线机车库及修理间、蓄电池、电机车库及充电硐室，防火门硐室，防水门硐室，井下火药库，消防材料库，人车站等。3.5、采区主要生产系统3.5.1、分别说明采区三大主要生产系统路线、主要设备、设施和能力。3.5.1.1、矿井运输系统（1）井下运煤系统：工作面→运输平巷→运输上山→采区煤仓→运输大巷→井底车场→井底煤仓。其中运输平巷和运输上山采用胶带输送机运输，运输大巷采用底卸式矿车运输。工作面矸石→轨道上山→采区下部车场→运输大巷→井底车场→副井→地面。副井→井底车场→运输大巷→采区下部区场→轨道上山→工作面回风平巷→工作面。副井→井底车场→运输大巷→采区下部车场→行人上山→工作面回风平巷→工作面。3.5.1.2、矿井排水系统工作面上、下巷水泵→上、下巷排水管→轨道上山排水管→石门排水沟→运输大巷排水沟→副井井底泵房→地面。3.5.1.3、通风系统主副井筒→井底车场→水平运输大巷→运输上山→工作面运输平巷→工作面→工作面回风平巷→回风立井→地面。3.5.1.4、供电系统副井筒→井底中央变电所→运输大巷→采区下部车场→运输上山→采区中部变电所→工作面运输平巷→移动变电站→工作面。3.5.2、采区通风系统要计算确定工作地点风量、计算采区所需风量。3.5.2.1、矿井通风系统的选择矿井通风必须符合下列要求1.每一生产矿井必须至少有两个能通达地面的安全出口,每个出口之间的距离不得小于30m。2.进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气候入侵的地方，进风井筒冬季结冰必须安设暖风设备。3、装有皮带输送机的井筒做进风井时，风速有得低于4m/s，并有可靠的防尘措施。4、所有矿井都必须采用机械通风，主要通风机必须安装地地面，同一井口不宜选用几台主扇并联运转，主扇要有符合要求的防爆门，反风设施和专用供电线路。5、每一个矿井必须有完整独立的通风系统，不宜把两个独立的矿井合并成一个通风系统，若有两个出风井，则自采区流到每个出风井的风量需保持独立。6、采煤工作面、掘进工作面都应采取独立通风，有困难时，可采用串联通风，但全矿井串联通风不能超过1外，另必须制定专门的安全措施。7、井下炸药库必须有单独的进风风流。3.5.2.2、选择矿井主扇的工作方式抽出式主扇使矿井井下风流处于负压状态，当主扇一旦因故停止运转时，井下的风流压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减小，比较安全。就本矿而言，主扇的工作方式为抽出式通风。3.5.2.3、选择矿井通风方式本矿采用两翼对角式通风方式，这种方式的适用条件：煤层走向长度超过4km，井型较大，煤层上部距地表较浅，瓦斯和自然发火严重的矿井。3.5.2.4、采煤工作面瓦斯涌出量计算按绝对瓦斯涌出量计算Q综采=100Q综瓦式中:Q综采——综采工作面所需风量，m³/min；Q综瓦——综采工作面的绝对瓦斯涌出量，m³/min；Q综瓦=（q·T·K）/(24·60)Q综瓦=（8.43×2727×1.15）/24×60=22.23m³则Q综采=100×22.23=2223m³/minΣQcj=2223+22230.5=3334m³3.5.2.5、掘进工作面所需量∑Q掘=（nQ煤掘+nQ煤掘）K掘备式中：Q煤掘——每个煤巷掘进工作面所需风量，取200m³/min；Q煤掘——每个岩巷掘进工作面所需风量，取200mN——需独立通风的煤岩巷数，取2个；K掘备——掘进工作面需风量备用系数，取1.2。则∑Q掘=（2×200+2×200）×1.2=960m³/min＝16风速验算：V=960/60×10.9=1.28m/s0.25<V<4所以满足要求。3.5.2.6、硐室实际需风量各独立通风硐室实际需要风量的总和计算：∑Q硐=Q火+Q充+Q机+Q采硐+Q其它式中：Q火—为火药库实际需要风量，按每小时4次换气量计算得，Q火=0.07V=0.07150=10.5m³/minV—包括联络巷在内的火药库空间总体积（m³）或按经验值给定风量，大型火药库供风100～150m³/min，中小型火药库供风60～100m³/min，取Q充—充电硐室实际需要风量，应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100m³/min，按经验值规定100～200m³/min，取 Q机—大型机电硐室实际需要风量，应按机电设备运转的发热量计算，取200m³Q采硐—采区绞车房或变电硐室实际需要风量，按经验供给60～80m³/min，取70mQ其它—其它峒室所需风量，根据具体情况供风，取200m³代入数据：∑Q硐=Q火+Q充+Q机+Q采硐+Q其它=10.5+150+200+70+200=630.5m³/min10.5m³矿井除采煤、掘进和硐室以外，其他巷道需风量，按经验值取ΣQgj=300m³/min.由以上计算可得矿井总风量为：Qkj=（ΣQcj+ΣQjj+ΣQdj+ΣQgj）×Kkj=（2223+960+630.5+300）×1.15=5534.95m³/min92.25m³/s≈93m根据以上计算，矿井总进风量为93m³/s。3.5.3、下山采区说明水仓、泵房及排水能力。由于7.15淹井后，24不能及时排水，造成巷道被水浸泡，巷道顶板破碎，巷道变形，巷道阻塞，为确保套修安全，特制定此措施：1、严格执行敲帮问顶制度，巷道顶板空顶高时，必须先用长工具或长料处理好松动活矸。2、由外往里套修，保持退路畅通。严禁人员进入维修地点以内。3、及时支护，临时支护紧跟挡头。4、永久支护采用砌墙架梁，采用小循环，严禁空顶作业。5、砌墙确保工程质量，灰缝饱满，无干缝、无鼠洞、墙后充填严实，空顶处用老木子接好顶，关顶关帮严实。6、派专人观察顶板，遇险时及时撤人。7、中队管理人员现场指挥，确保质量安全。8、轨道下山做到行人不开车，开车不行人。9、必须装风机送风满足工作面需要，通修队派专职瓦斯检查员检查瓦斯及二氧化碳浓度。10、套修时严格按照由外往里、先补后拆、逐架进行的原则，高冒处必须事先控制好顶板，架设和拆除支架时在一架未完工之前，不得中止工作。撤换支架的工作应连续进行，不连续施工时，每次工作结束前必须接顶封帮。信号和绞车司机必须派经过培训的专职人员。11、其它未尽事宜按《规程》有关规定执行。3.5.4、采区内工作面接替顺序安排表。序号工作面名称接替顺序1戊9-101110112戊9-101110223戊9-101110334戊9-101110445戊9-101110556戊9-101110667戊9-101110778戊9-101110889戊9-1011109910戊9-1011110103.5开采顺序及带区、采煤工作面的配置3.5.1开采顺序在采区范围内，采区的开采顺序为前进式，工作面为后退式开采，区段采用下行式开采顺序，采用综采分层的采煤方法。3.5.2保证本产品的同采采区数和工作面数。1、保证年产量的同采采区数和工作面数各类矿井正常生产的采区个数一般按表3—5—1规定表3—5—2矿井同时生产的采区个数矿井设计生产能力(mt/a)采区个数（个）2.4，3.02~31.5，1.82~31.2及以下1~2根据上表，对于本设计年产90万吨的矿井，同时生产的采区个数取1。2、矿井达到设计产量时采煤工作面个数（1）确定达到设计产量时工作面总线长B=（A·X）/（∑m·r·L·K3）式中：B——采煤工作面总线长，mA——矿井设计年量，t/aX——回采出煤率，可取0.9∑m——同采煤层总厚度，mr——煤层容重，t/m³K3——工作面采出率，97%，95%，93%。L——年推进度。其中：A取90万吨/a，x取0.9，∑m取4.5m，r取1.4t/m³。K取93%，L取712.8m/a，即L=330×4×0.6×0.9=712.8则B=(900000×0.9)/(4.5×1.4×712.8×0.93)=193m（2）确定同采工作面个数N=(Bn)/L（取整数）式中：N——同采工作面个数；B——工作面总线长19n——同采煤层数；L——工作面长度，m，200m则N=(193×1)/200≈1（个）3.5.3矿井产量验算根据所配备的同采工作面的具体条件，验算投产初期矿井的产量，验算公式为：式中：An——矿井同采工作面年产量总和，万t；mi ——第i号工作面采高，m，取4.5Ii——第i号工作面长，m，为200Li——第i号工作面年推进度，m，为712.8ri——第i号工作面煤的容重，t/m3，取1.4t/m³n——同采工作面个数ki——工作面采出率，取0.93则An=4.5×200×712.8×1.4×1×0.93=83.52万t掘进煤9万t，则矿井年产量=83+9=92万t且92/90=105%<1.15A，满足要求3.6井巷工程量和建井工期表3—6矿井投产前应完成的井巷工程量表序号巷道及硐室名称断面形状支护材料巷道断面（㎡）巷道长度（m）掘进工程量（m³）备注净掘一1开拓巷道主井圆形混凝土18.1025.5240050402副井圆形混凝土23.7532.1739059513风井圆形混凝土19.6326.431701585.84井底车场半圆拱混凝土12.417.1112519237.55运输大巷半圆拱混凝土锚杆12.417.1180013680二1准备巷道运输上山半圆拱锚网8.39.21150105802轨道上山半圆拱锚网8.39.2115010580三1回采巷道运输平巷梯形矿用工字钢9.410.91100131102回风平巷梯形矿用工字钢9.410.9110015532.53切眼梯形矿用工字钢17.319.22002592四合计97888.8第四章、工作面回采工艺设计4.1、工作面基本条件本采区煤层倾角15°，走向平均长度1800m，倾向长度800m，采区面积13.40km²，平均煤厚4.5m，采用走向长壁采煤法，在采区倾斜方向上划分为二个阶段，采用上下山相结合的开拓方式。4.2、工作面回采工艺方式4.2.1、工作面回采工艺方式选择，工作面主要设备选型。4.2.1.1、采煤方法的选择对于本主采煤层，倾角15°，煤厚0~5.61m，平均4.5m，煤层起伏变化大，硬度f=1.2，顶板中等稳定，无煤与瓦斯突出危险的特点，综合上述，决定采用综合机械化放顶煤走向长壁采煤法，采空区处理采用全部垮落法。4.2.1.2、机械设备选型根据邻矿同等条件经验，本综放面选型设备如下：刮板输送机：SGZ800/800破碎机：PCM200胶带输送机：DSP——1080/1000采煤机：MG800/2040-WD型电牵引采煤机运输机：SGZ1000/2×700型交叉侧卸式刮板输送机转载机：SZZ1200/400型转载机液压支架：ZY86400/25.5/55型掩护式液压支架4.2.1.3、作业方式采用“三八”制作业形式，即两班生产，一班检修，年工作日330天，每日提升16小时。4.2.1.4、采空区处理方法：全部冒落法最大控顶距：5200mm最小控顶距：4600mm4.2.1.5、工作面循环方式及循环作业图表循环方式：每割两刀煤，放一次顶煤，为一正规循环，每日2个循环。作业方式割煤方式：双向割煤往返一次，完成两个循环。进刀方式：工作面端部割三角煤斜切进刀方式。图4-3-4进刀方式示意图工种出勤人数合计一班二班三班跟班队长111=SUM(LEFT)3班长33511采煤机司机3339液压支架工12121236前后溜子司机44614皮带司机44412放煤工66618上拐头工66618下拐头工66618泵站司机1113电工221014开水泵工1113验收员2226上巷配件管理2226转载司机1113合计=SUM