轻型综采放顶煤工作面采煤工艺设计毕业论文.doc

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1、继续教育学院毕业论文（设计）题目：轻型综采放顶煤工作面采煤工艺设计 学院： 山西大同大学继续教育学院 班级： 08级采矿工程 姓名： 指导教师： 职称： 完成日期： 2010 年 8 月 23 日轻型综采放顶煤工作面采煤工艺设计摘 要：武甲煤矿采煤工作面从工作面位置及开采范围、采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的关系、采煤工作面与地面相对位置的关系、煤层赋存情况、围岩的性质及其对采煤的影响、地质构造及水文地质情况、瓦斯和煤尘及自然发火情况、可采储量及可采期、巷道布置与生产系统（运输、排水、供电、通风防尘、管路、照明及通讯）、采煤工艺（采煤方法选择、工艺流程、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型

2、、工作面支架选型、采空区处理、采煤工作面采高、长度及年推进度、工作面回采方向、采区及工作面回采率）、生产技术管理（循环方式、作业形式、劳动组织、采煤工作面技术经济指标）、灾害预防及避灾路线等方面来循序渐进的设计一个轻型综采放顶煤的采煤工艺。关键词：煤矿；采煤工作面；轻型综采放顶煤；采煤工艺目 录1. 序言 12. 概述 1 2.1 采煤工作面位置及开采范围 1 2.1.1 位置 1 2.1.2 开采范围 1 2.2 采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的关系 1 2.2.1 与相邻已采采区的关系 1 2.3 采煤工作面与地面相对位置的关系 13. 地质概况 1 3.1 煤层赋存情况 1 3.2

3、围岩的性质及其对采煤的影响 2 3.3 地质构造及水文地质情况 2 3.4 瓦斯、煤尘和自然发火情况 34. 可采储量及可采期 3 4.1 可采储量计算 3 4.2 可采期计算 35. 巷道布置与生产系统 4 5.1 运输系统 4 5.1.1 运煤系统 5 5.1.2 材料设备、矸石等辅助运输系统 5 5.2 排水系统 5 5.3 供电系统 5 5.4 通风防尘系统 6 5.4.1 确定风量 6 5.4.2 通风线路 6 5.4.3 通风防尘系统图 6 5.5 管路系统 8 5.6 照明及通讯系统 8 5.6.1通讯系统 8 5.6.2控制系统 9 5.6.3照明系统 96. 采煤工艺9 6.

4、1 采煤工艺的选择 9 6.1.1采煤方法选择 9 6.2 采煤工艺 10 6.2.1 工艺流程 10 6.2.2 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 11 6.2.3 工作面支架选型 12 6.2.4 采空区处理 14 6.2.5 采煤工作面采高、长度及年推进度 14 6.2.6 工作面回采方向 14 6.2.7采区及工作面回采率 147. 生产技术管理 15 7.1 循环方式 15 7.2 作业形式 15 7.3 劳动组织 15 7.4 采煤工作面技术经济指标 158. 灾害预防及避灾路线16 8.1 灾害预防措施 16 8.1.1 发生顶板事故后应急措施 16 8.1.2 发生瓦斯、煤

5、尘爆炸事故后应急措施 17 8.1.3 发生火灾事故后应急措施 17 8.1.4 发生水灾事故后应急措施 18 8.2 避灾路线 18 8.2.1 发生火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾路线18 8.2.2 发生水灾避灾路线 18参考文献 19致谢 201. 序言矿井井田面积15.7236km2，主采3号煤层，该煤层厚度3.30-6.43m，平均4.96m，属全井田稳定可采的厚煤层。该煤层赋存平缓，结构简单，顶底板岩性良好；地质及水文地质条件简单，属高瓦斯矿井；煤尘无爆炸危险性，属不自燃煤层；其地质储量为99.05Mt,设计可采储量54.70Mt。综观全井田开采技术条件优越，适宜于综采放顶煤开采。矿井由于

6、山西省煤矿兼并重组而停工2年，井筒均未揭煤，借此机会设计一个综采工作面放顶煤开采的采煤工艺来为矿井将来的开采工作做些准备。2. 概述2.1 采煤工作面位置及开采范围2.1.1 位置30101工作面位于3#煤层+450水平一采区，地面标高为+843.5米+1123.4米，煤层底板标高+475米+485米，为武甲矿井首采工作面。2.1.2 开采范围30101工作面开采高程为+475米+485米，工作面长度150米，走向长度为1000米，倾角6左右，面积150000米2，煤层厚 4.96米，储量97.6万吨，设计采高2.2米，放顶高度2.76米，可采储量90.7万吨。2.2 采煤工作面与相邻煤层及相

7、邻已采采区的关系2.2.1 与相邻已采采区的关系30101工作面北临西集中轨道、运输、回风大巷，东临三采区，南临二采区，西临30102准备工作面。四临都为实体煤层。根据首采区三维地震勘探资料，本工作面无断层及陷落柱存在，属简单地质结构。2.3 采煤工作面与地面相对位置的关系30101工作面开采范围与地面相对位置的范围内无任何建筑物、水体、铁路。但要充分考虑回采后的地表裂缝、下沉等引起的地质灾害。3. 地质概况3.1煤层赋存情况本工作面开采3#煤，煤层厚度为3.3米-6.43米，平均厚度为4.96米，其可采系数100%，含夹石12层，厚度0.06-0.62米，含矸率4.99%，层位稳定，属简单较

8、简单结构。走向为西南-东北，倾角68 ，为全区稳定可采的近水平厚煤层。3#煤层特征一览表含煤地层煤层号煤层厚度最小最大平均(m)煤层间距最小最大平均(m)夹石层数煤层结构稳定性可采性顶底板岩性容重(t/m3)山西组33.30-6.434.9689.4412较简单稳定全区可采顶底板多为泥岩及砂质泥岩1.413.2 围岩的性质及其对采煤的影响3号煤层底板为泥岩或粉砂质泥岩，局部为粉砂岩，岩性良好无泥化膨胀现象，较易管理。煤层直接顶板为泥岩或粉砂质泥岩，厚度0.90-14.0米，局部顶板为细砂岩，伪顶为炭质泥岩，厚0-0.10米，其底板为泥岩或粉砂质泥岩，厚1.75-12.5米，局部顶板为细砂岩，伪

9、底为炭质泥岩，厚0-1.75米。3.3 地质构造及水文地质情况井田位于沁水块坳的南部，地层总体受一组宽缓褶皱控制，褶皱轴向北东东，倾伏角58，两翼地层倾角一般为510，局部为1214。仅井田北部边缘发育一小型正断层，其余地段未见断层、陷落柱和滑塌构造，地质构造简单。现对井田内主要构造特征分述如下：褶皱白土圪瘩武甲向斜该向斜位于井田南部，呈北东72，展布于白土圪瘩至武甲一带，在井田内该向斜长4750m，轴迹向北东倾伏并延伸图外。两翼地层倾角一般510，轴部相对平缓，为一宽缓向斜。后沟白草圪堆背斜该背斜展布于井田中部，呈北东70方向贯穿井田，长5800m，影响宽度1750m，轴迹向北东倾伏，西南扬

10、起。该背斜与白土圪瘩武甲向斜组成一褶皱带，共同控制着井田地层的变化。井田内3号煤层是以其顶板砂岩为直接充水含水层的裂隙充水矿床，充水含水层富水性较弱。据竹林山井田ZK3-2孔抽水试验资料，钻孔单位涌水量为0.0140.016L/sm。奥陶系峰峰组灰岩岩溶水位标高为+695.40m，本井田3号煤层底板标高为+335+570m，奥灰岩溶水位高出3号煤层底板标高125.40360.40m，但3号煤距奥陶系灰岩面间距达110m左右，其间不仅有厚度较大的隔水层，而且太原组含水层裂隙或岩溶不发育，富水性弱。一般情况下奥灰水不会对3号煤产生充水。故3号煤层水文地质类型总体属简单类型（二类一型）。3.4 瓦斯

11、、煤尘和自然发火情况根据2010年河南理工大学为我矿做的山西阳城阳泰集团晶鑫煤业股份有限公司武甲分公司3号煤层开采矿井瓦斯涌出量预测报告，矿井最大绝对瓦斯涌出量93.98m3/min，最大相对瓦斯涌出量34.25m3/t；属于高瓦斯矿井。3号煤层煤尘无爆炸危险性。3号煤层的T1-T3为625，根据煤的自燃倾向性等级分类表，属不易自燃煤层。4. 可采储量及可采期4.1 可采储量计算30101顺槽长1000米，工作面长度为150米，平均采高2.2米，采煤工作面放煤高度2.76米，由此计算可采储量为： Z=LSmK=150*1000*4.96*1.41*0.93=97.6万吨式中 L-采煤工作面长度

12、，m； S-采煤工作面走向长度，m； m-采高，m； -煤层实体密度，t/m3; K-工作面（放顶）采出率。4.2 可采期计算采煤工作面采煤机截深为0.6m，工作面每个循环进两刀，循环进度为1.2m，日循环次数为3次，则日循环进度为1.23=3.6m。采煤工作面年推进度按下式计算：年推进度日循环进度年工作日循环率采煤工作面年推进度=3.63000.9=972（m）采煤工作面生产能力计算采煤工作面生产能力按下式计算：A采=M1lLrC1M2lLrC2式中：A采采煤工作面年产量，t/a；M1采煤工作面机采高度，M1=2.2m；M2采煤工作面放煤高度，M2=2.76m；l采煤工作面长度，l=150m

13、；L采煤工作面年推进度，L=972m；r煤的容重，r=1.41t/m3；C1采煤工作面机采回采率，取0.95；C2采煤工作面放顶煤回采率，取0.80。则A采=2.21509721.410.95+2.761509721.410.80=883574(t/a)=883.57kt/a =976/883.57=1.1年式中 T-采煤工作面可采期，a； Z-采煤工作面可采储量，万t； A-工作面生产能力，万t/a。5. 巷道布置与生产系统一采区设轨道、胶带、回风三条集中上山，均相互平行，间距40m，其中集中轨道、胶带上山沿3号煤层底板布置，集中回风上山沿3号煤层顶板布置。一采区采用双翼布置工作面，走向长壁

14、开采。在西一集中上山巷道的两侧布置回采工作面，回采面采用走向长壁开采。回采工作面胶带、轨道顺槽均沿3号煤层底板布置，胶带顺槽(兼进风)直接与西一集中胶带上山相接，并通过顺槽联络巷与西一集中轨道上山沟通；轨道顺槽(兼回风)直接与西一集中回风上山相连，并通过顺槽联络巷与西一集中轨道上山相接，形成回采工作面完善的运输、通风、排水、供电及井下消防洒水系统。5.1 运输系统5.1.1 运煤系统采煤工作面(可弯曲刮板输送机)胶带顺槽(可伸缩胶带输送机)一采区集中胶带上山(强力带式输送机)井底煤仓主斜井(大倾角带式输送机)地面。5.1.2 材料设备、矸石等辅助运输系统地面材料设备副斜井(双滚筒提升机提升串车

15、)+450m水平井底车场一采区集中轨道上山(调度绞车)顺槽联络巷(调度绞车)工作面轨道顺槽(无极绳连续牵引车)回采工作面。一采区掘进头矸石(调度绞车牵引矿车)一采区集中轨道上山(调度绞车牵引矿车)+450m水平井底车场副斜井(双滚筒提升机提升串车)地面排矸系统。5.2 排水系统该工作面水文地质条件较简单，主要充水水源为顶底板砂岩裂隙水。正常涌水量为7.6m3/h，最大涌水量为10.2m3/h，建议在回风、运输顺槽最低洼处布置水沟及水仓，并配置排水能力不低于30 m3/h的排水设施两套（一套备用），保证后路畅通。工作面顺槽（小水泵）顺槽联络巷（小水泵）一采区集中轨道上山（水沟）井底水仓主排水泵房

16、（主排水泵）管子道及副斜井排水管地面井下水处理站调节池。5.3 供电系统工作面设置两台移变，KBSGZY-800/10 10/1.2kV一台供采煤机组及两部可弯曲刮板输送机，KBSGZY-315/10 10/0.69kV一台供破碎机、转载站及泵站等。胶带顺槽口设KBSGZY-400/10 10/0.69kV一台，主要供160kW的可伸缩胶带输送机、胶带顺槽、轨道顺槽、胶带及轨道上山绞车等设备。采煤工作面用电设备负荷统计表设备名称设备型号功率(kW)单位数量总量其中备用双滚筒采煤机4MG200-W1200台1前部可弯曲刮板输送机SGB-630/2201122台1后部可弯曲刮板输送机SGB-630

17、/2201122台1颚式破碎机PEM1000100055台1刮板转载机SZD-630/7575台1可伸缩胶带输送机SSJ1000/160160台1乳化液泵站MRB-125/31.590台1喷雾泵站ZPB250/5.530台1回柱绞车JH811台225.4 通风防尘系统5.4.1 确定风量先按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、炸药消耗量、工作面温度计算出采煤工作面需风量，然后按风速验收，确定出采煤工作面实际需风量。采煤实际需要风量计算以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1%为标准，且应低于最高风速4m/s。Q采=100q回K采通式中：K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.40；q回采煤工作面

18、绝对瓦斯涌出量，m3/min。q回=q回9000000.93002460=12.04(m3/min)则Q采=10012.041.40=1686m3/min=28(m3/s)井下共布置一个轻型综采放顶煤工作面，则Q采28m3/s。5.4.2 通风线路30101采煤工作面所需的新鲜风流，经井下部车场，经一采区集中轨道上山、一采区集中胶带上山，到30101运输顺槽到达工作面，从工作面出来的泛风经回风巷，进入一采区集中回风上山，通过回风上山流入回风大巷。5.4.3 通风防尘系统图（一）防尘供水系统的设备与设施（1）运输顺槽防尘管路位于巷道的下帮，距离巷道底板不低于0.3米；回风巷防尘管路位于巷道的上帮

19、，距离巷道底板不低于0.3米，吊挂平直，巷道分叉处、拐弯处必须设龙门；管路直径不得低于50mm，管路每隔50米安设一个供水拔哨，每隔100米安设一个闸阀，管路分岔点处安设一个三通阀门。在机、风巷距离切眼60-200米处必须安设一组隔爆水袋，水袋棚区长度不得低于20m，使每平面断面的水量不得小于400L。机巷距离工作面出口30米内安设一道净化喷雾，风巷距离工作面上出口50米内，安设二道净化喷雾，喷雾要覆盖全断面，雾化效果要好。机巷皮带每隔50米要安设一个刮板喷雾，转载机、运输机头机、溜煤眼的上、下口都必须安设喷雾，确保出煤、矸时能洒水灭尘。工作面回采前必须提前在风巷每隔30米施工一个深孔静压注水

20、孔，孔深不得低于80米。工作面煤壁每天必须利用检修班时间施工浅孔动压注水孔；综采之间每隔5架至少安装一道移动自动喷雾装置。（二）综合防尘要求(1)、综采架间要安设移架自动喷雾装置，工作面回采期间要进行工作面浅孔动压注水；风巷每隔30米要施工一个深孔静压注水孔，不注水或没有预防和隔绝煤尘爆炸的措施不准回采；(2)、机、风巷距工作面30米内至少要设置一道风流净化水幕，水幕应封闭巷道全断面，并要灵敏可靠，雾化好，使用正常；(3)、隔爆设施安装地点、数量、水量、安装的质量必须符合有关规定；(4)、机、风巷每50米安设一个拔哨，水压正常；(5)、机、风巷安设净化风流设施，各转载点及煤眼上口要安设喷雾装置

21、，由专人负责管理；(6)、两巷必须定期冲刷，确保巷道整洁卫生；(7)、要定期检查综合防尘系统各设施，确保各系统完好可靠；(8)、加强个人防护，戴好防尘口罩和毛巾；(9)、严格控制风速，防止煤尘飞扬，井下巷道不得有厚度超过2mm、连续长度超过5m的煤尘堆积。（三）防尘供水系统（1）运输巷防尘供水路线地面静压水池副井一采区集中轨道上山3101皮带运输（2）风巷防尘供水路线地面主井北轨道大巷回风大巷一采区集中回风上山3101回风巷5.5 管路系统井下消防：在井底与井底车场连接处，采区上山口，爆炸材料发放硐室，消防材料库硐室，变电所等附近，设置消火栓。井下洒水器布置原则：在井底煤仓上、下口，溜煤眼，带

22、式输送机卸载处，转载机转载点等地点设置圆锥形洒水器，在掘进头设置鸭嘴形酒水器。在带式输送机机头设置自动洒水灭尘装置和胶带火灾报警装置；在采区轨道、胶带顺槽距工作面40m处，掘进巷道距工作面30m处，设置矿井净化风流水幕装置。井下洒水系统每天净工作时间，回采工作面按8h计算，掘进工作面按6h计算。井下消防流量按5L/s计，每个消火栓计算流量按2.5L/s计。在胶带运输巷每隔50m，轨道巷每隔100m设置支管带DN50阀门的三通，平时用于冲洗巷道，消防时代替消火栓之用。 压风系统：地面空压机房副斜井一采区集中轨道上山干管选用标准管径为1334的无缝钢管，总长度约2550m。回采面轨道回风顺槽支管及

23、胶带进风顺槽支管选用标准管径为894.5的无缝钢管，总长度约22100m。5.6 照明及通讯系统5.6.1 通讯系统工作面架间间隔15米、前部运输机机头、机尾、转载机头、破碎机、设备列车各设扩音电话与工作面控制台相联系；胶带顺槽间隔100米设扩音电话与胶带机头控制台联系。胶带机头控制台与工作面控制台各设调度电话同地面联系。如下示意图：调度台工作面架 间刮板输送机机电站泵站工作面控制台破碎机刮板输送机头)转载机调度台 胶带机头控制台胶顺沿途扩音电话工作面控制台5.6.2 控制系统工作面架间间隔15m，分设闭锁键，胶带顺槽沿途每隔50m设皮带闭锁键。前部刮板输送机机头机尾、转载机机头、破碎机设闭锁

24、键。5.6.3 照明系统工作面、胶带运输机机头及移动电站控制台均设置照明系统。6. 采煤工艺6.1 采煤工艺的选择6.1.1 采煤方法选择井田内3号煤层厚度3.306.43m，平均4.96m，倾角6左右，为全区稳定可采的近水平厚煤层。常含夹石12层，属简单较简单结构。顶底板多为泥岩及砂质泥岩，局部为粉砂岩，岩性良好，适合于综合机械化开采。根据3号煤层的赋存状况和井田开拓特征，结合矿井设计规模和晋城地区轻型综采放顶煤开采3号煤层的成功经验，确定矿井采用长壁轻型综采放顶煤一次采全高的采煤方法，顶板采用全部垮落法管理。6.2 采煤工艺采煤工作面的工艺过程，包括割煤、移架推前溜（伸前探梁、腿前部运输机

25、）、放顶煤、拉后部运输机和采空区处理等工序。6.2.1 工艺流程采煤机割煤装煤运煤移液压支架（含支护）放顶煤拉运后输机（空区顶板自行垮落）(1)进刀方式 30101工作面采用两端头割三角煤斜切进刀，进刀距离30m，如图三所示。(2)工艺流程及说明采煤机割煤、装煤移架推前溜放煤拉后溜采空区顶板自行垮落。 工作面采用4MG200-W1型液压牵引采煤机，滚筒截深0.6米，正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的截齿破碎下来，并由螺旋叶片装入前刮板输送机，少量煤在推前溜时被铲煤板装入刮板输送内，极少量散落在支架与前溜间的浮煤，由人工装入前刮板运输机内。工作面采煤机割下的煤

26、和支架放下的顶煤分别由前后两部刮板运输机运至机头卸载，经转载机由皮带运出。工作面采高控制在2.2米，煤壁采平，割直。 移架30101工作面采用ZFZ2600/16/24型低位放顶煤液压支架管理顶板，操作方式手动快速操作，实行追机作业，顺序移架。移架滞后采煤机后滚筒35米进行，局部煤墙片帮较宽呀顶板破碎时，可跟采煤面前滚筒移架，及时移架控制顶板，移架步距0.6米，要求移架的一，支架成线，仰角不得大于7度，支架错差不超过侧护板2、3，接顶良好，初撑力达规要求。 推前部运输机滞后采煤机后滚筒20米进行 拉后部运输机滞后放煤20米进行，拉后部运输机必须单向顺序进行，严禁从两端头同时向中间拉。推关部运输

27、机和拉后部运输机时，要求相邻五组支架推千斤顶顺序同步动作，运输机不能出现急弯，必须保证运输机平、直、稳，弯曲长度小于30米。推拉完毕，手把回零，必须保证前、后部运输机成直线。严禁停机时进行推、拉工作，防止卡、漂链事故的发生，推移机头机尾时必须停机作业。 放机煤移过支架，工作面后部运输机正常后，方可进行顶煤作业。放煤工艺：采用双人双轮顺序放煤。放煤步距：0.6米一刀一放放煤操作：收回插扳，操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置，保证放出的项煤落入后部运输机中。采用多次反复缩尾梁，使大炭破碎。放煤结束后收志尾梁，伸出插扳，对后运输机进行保护，放煤时，每次放出顶煤量的1/31/2，第一轮放完后，隔一段时

28、间进行第二轮作业，见矸停放。一般情况下，两轮放完，特殊情况下放第三轮。放煤质量要求：放煤时，必须两个专职放煤工操作。放煤时，时刻掌握局部运输机煤量大小，防止压溜事故发生，随时注意煤流中矸石涌出情况，见矸关窗，确保煤炭回收率，严格控制含矸率，放煤完毕，及时伸出插扳控矸。6.2.2 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型矿井以一个生产采区、一个轻型综采放顶煤工作面保证矿井设计生产能力。在此前提下，结合工作面采高、放煤高度、3号煤层的煤质特征和晋城地区各生产矿井轻型综采放顶煤机组设备配套情况，对工作面采煤、装煤、运煤方式进行确定和设备选型。工作面采煤设备：选用4MG200-W1型无链双滚筒采煤机，最大

29、采高3.0m，截深0.6m，电机功率200kW。工作面运煤设备：前部采煤运输设备和后部放煤运输设备均选用与采煤机配套的SGB-630/220型可弯曲刮板输送机，铺设长度150m，运输能力450t/h，电机功率2112kW。根据工作面运煤设备的运输能力，回采工作面胶带顺槽运煤设备选用SSJ-1000/160型可伸缩胶带输送机，铺设长度1080m，运输能力800t/h，电功功率160kW。破碎机选用PEM10001000型颚式破碎机，破碎能力700t/h，电机功率55kW。转载机选用SZD-630/75型刮板转载机，输送能力450t/h，电机功率450kW。工作面主要设备配备详见表4-1-1。轻型

30、综采放顶煤工作面主要机械设备配备表设备名称设备型号功率(kW)单位数量备 注总量其中备用双滚筒采煤机4MG200-W1200台11.液压支架中含4架过渡支架，并要求有放煤功能，能与中间支架配套。2.轻型综采放顶煤工作面配套设备由支架生产厂家提供。前部可弯曲刮板输送机SGB-630/2201122台1后部可弯曲刮板输送机SGB-630/2201122台1颚式破碎机PEM1000100055台1刮板转载机SZD-630/7575台1可伸缩胶带输送机SSJ1000/160160台1轻型放顶煤液压支架ZFZ2600/16/24架11010乳化液泵站MRB-125/31.590台1喷雾泵站ZPB250/

31、5.530台1单体液压支柱DZ25-25/100根14424型钢梁HDL-3000根5010回柱绞车JH811台226.2.3 工作面支架选型本矿为新建矿井，回采面顶板压力尚无实测数据。据调查，邻近竹林山等矿开采3号煤层时的工作面顶板压力一般为18002500kN，设计暂以此为依据，并结合3号煤层底板岩性和工作面机采高度，轻型综采放顶煤工作面液压支架初选ZFZ2600/16/24型低位插板式轻型放顶煤液压支架，支撑高度1.62.4m，放煤方式为摆动尾梁及低位插板，工作阻力26482836kN，支架重量8.2t。轻型综采放顶煤工作面端头支护配备4架与工作面放顶煤支架相配套的过渡放顶煤支架，并配备

32、了DZ25-25/100型单体液压支柱120根和型钢梁40根，待矿井实施时随工作面端头支护水平的提高进一步完善端头支护设计。端头支护方法： 1、工作面上下端头使用ZFZ2600/16/24支架支护顶板。正常情况上下端头不要超前管理，如顶板破碎，超前两峒管理，采用DZ-31型单体液压支柱与半圆木（200mm2000mm），在半圆木一侧架设在支架顶梁上，并深入支架顶梁内不少于200mm，一架两棚，即棚距850mm。初撑力70KN/棵，支柱都要用防倒绳拴牢。用板皮（1600mm200mm50mm）、塘柴过顶背帮。 2、端头支架与两巷超前管理回采帮单体支柱之间的距离不得大于500mm，否则必须加补单体

33、支柱棚，加补棚梁、支柱定位、排距、柱距要与两巷抹帽棚一致。3、运输机头支护方式为：采用两根4.0 m双耳型梁紧贴端头支架下帮支护顶板，迈步式前移，长钢梁一梁3柱，柱为HDL-3000型单体液压支柱，使走向棚，柱距排距与超前棚一致，初撑力不小于70KN/棵。两巷及超前管理方法：1、上下出口及超前支护的单体支柱、铰接梁应对号管理，超前20米支护，梁用HDL-3000型钢梁，柱用DZ-31单体支柱；2、机巷、风巷U型钢棚超前20m抹帽，应先套后回，作业时，人员站在安全地点进行作业，抹帽地点不得随意行人；套棚方法：先依次掏好肩窝，然后在原U型钢棚间用两边去皮圆木作梁（机巷梁用0.244.0m、风巷梁用

34、0.243.6m），柱用DZ-31单体液压支柱，一梁两柱，空顶处理必须用木料接实。3、回棚时，使用安全与保护设施齐全完好的绞车，启动绞车时，人员站在安全可靠护身柱后操作。回U型棚前，先卸掉卡子，然后，落中心点柱，最后拉掉棚梁拉掉棚腿。拉掉的U型钢应抬到安全出口50m以外地点堆放整齐，抹帽后要重新腰帮过顶。4、套棚抹帽够1m，架正规四排走向棚超前支护，柱用DZ-31型单体液压支柱配合HDL-3000型钢梁，排距均匀，柱距1.0m，中定位，一梁一柱，支柱穿鞋，初撑力不小于70KN/棵，巷道高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.7m。5、抹帽棚以外打10棚中心点柱，柱用DZ-31型单体液压支柱，初

35、撑力不小于70KN，机、风巷抹帽段上帮必须用单体支柱配合笆片板皮背帮；6.2.4 采空区处理采空区处理方法采用全部垮落法。6.2.5 采煤工作面采高、长度及年推进度1.采煤工作面采高井田内3号煤层平均厚度4.96m，依据3号煤层厚度，设计确定采煤机割煤高度2.20m，放顶煤高度2.76m，采放比为11.255。2.采煤工作面长度依据30101首采区煤层赋存特征和矿井设计规模，参照煤炭工业矿井设计规范的有关规定，并结合公司的生产和管理水平，综合确定轻型综采放顶煤工作面长度为150m。3.放煤步距和放煤方式根据设计所要求的工作面单产能力，借鉴晋城、潞安等地区3号煤层轻型综采放顶煤开采的成功经验，确

36、定放煤步距为1.2m，即“两采一放”。根据3号煤层开采时的放煤高度和采高，本着提高资源回收率的宗旨，暂确定工作面采用单轮顺序放煤方式，同时放煤支架以两架为宜。矿井生产时应根据具体条件，对设计确定的放煤步距和放煤方式进一步实验，以确定适合本矿井的合理放煤步距和放煤方式。4.采煤工作面年推进度采煤工作面采煤机截深为0.6m，设计采用“两采一放”的作业方式，采煤、放煤平行作业。即采煤机割两刀进20.61.2m，放顶煤液压支架放一次顶煤，工作面每个循环进两刀，放一次顶煤，循环进度为1.2m，日循环次数为3次，则日循环进度为1.23=3.6m。采煤工作面年推进度按下式计算：年推进度日循环进度年工作日循环

37、率采煤工作面年推进度=3.63000.9=972(m)6.2.6 工作面回采方向采煤工作面采用后退式回采，相邻工作面间采用跳采。6.2.7 采区及工作面回采率井田内3号煤层为厚煤层，依据煤炭工业矿井设计规范，采区回采率取75%，工作面回采率为：机采回采率95%，放顶煤回采率80%。7. 生产技术管理7.1 循环方式一日6循环,循环进度0.6m ,坚持两采一放正规循环作业，正规循环率大于80%。7.2 作业形式“三八”工作制，综合工种平行作业。7.3 劳动组织工作面劳动组织图表 人数工种一班二班三班合计班长1113采煤机司机2215支架工44210泵站司机1113端头支架工44210电修工224

38、8检修工44巷道维修工44杂活工2226合计161621537.4 采煤工作面技术经济指标用表格形式来表示采煤工作面的工作条件和应获得的技术经济指标，其所包括内容参见本书相关章节。工作面主要经济技术指标表 序号项目单位指标1工作面倾角（ ）62工作面长度m1503工作面采高m4.904进刀深度m0.65日进度m/d3.66日产量t/d33567昼夜出勤工工538回采工效率吨/工63.39截齿消耗个/万吨4010乳化液消耗千克/万吨6011工作面回采率%9312油脂消耗千克/万吨608.灾害预防及避灾路线8.1 灾害预防措施工作面在回采期间，要严格执行本规定的通防、防治水、生产等部分的要求，发现

39、不安全隐患要及时按规定处理。发生事故，要按照有关规定组织抢救、自救，重大事故要及时汇报并按照有关规定进行避灾，尽快沿正确的避灾路线撤离事故影响地点直至上井。8.1.1 发生顶板事故后应急措施（1）及时探明冒顶范围和被埋堵的人数和位置，立即向矿调度室和工区汇报现场情况，以便尽快调集人员进行抢救工作。（2）积极恢复冒顶地点的正常通风，如果暂不能恢复时，可利用风管、水管等对被埋压堵截的人员输送新鲜空气。（3）处理事故过程中，必须首先坚持由外向内的原则，加强支护强度，防止出现二次冒顶，有条件时可开掘通向遇险人员的专用通道。（4）遇有大块矸石威胁遇险人员时，可使用千斤顶等工具移动岩块，但必须防止破坏冒落岩石的堆积状态。8.1.2 发生瓦斯、煤尘爆炸事故后应急措施（1）受威胁区域人员