毕业设计(炮采)(共29页)

1、 目录(ml)矿井(kungjng)概述 第一节 矿井(kungjng)概况 第二节 井田地址概况采区地质特征 第一节 采区概况 第二节 采区煤层赋存特征 第三节 采区地质结构 第四节 采区煤质、瓦斯、煤尘、水文采区储量、生产能力及服务年限 第一节 采区储量 第二节 采区生产能力采区方案设计 第一节 采区设计的依据、程序和步骤 第二节 采区设计的内容 第三节 采煤方法的选择 第四节 采（带）区巷道布置 第五节 采区煤柱及回采率 第六节 采区方案确定方法 第七节 采区采掘计划采煤工艺设计 第一节 采煤工艺方式选择 第二节 落煤、装煤和运煤 第三节 采煤工作面支护 第四节 采空区处理(chl) 第

2、五节 厚煤层一次采全厚综采(zn ci)工艺 第六节 放顶煤综采(zn ci)工艺 第七节 采煤工作面生产技术管理采区生产系统 第一节 采区运输 第二节 采区供电 第三节 下山采区排水 第四节 采区通风 第七章 采区巷道断面原交岔点设计 第一节 采区巷道断面设计 第二节 交岔点设计采区车场设计采区硐室设计 第一节 采区煤仓设计 第二节 采区绞车房设计 第三节 采区变电所设计 第四节 采区水泵房设计主要安全技术措施 第一节 瓦斯的防治措施 第二节 水灾的防治措施 第三节 火灾的防治措施 第四节 矿尘的防治措施 第五节 顶板事故的防治措施采区地质(dzh)特征第一节采区(ci q)概况 该采区位于

3、鹤壁煤电荥阳(yn yn)刘河矿一水平，开采一1煤层。采区开采标高自+80米至220米水平。采区走向长 2200 m，倾斜长 1000 m，煤层走向N80W。地面无需保护地物，邻近采空区对本采区开采无影响。第二节矿井地址概况煤层平均厚度2.5m，倾角 16 ，容重1.6t/m。煤层自然发火期3个月，煤尘具有爆炸性，煤质松软。一1煤层直接顶板为L1-2灰岩，层厚稳定，平均厚度10.44 m，岩石坚硬，抗压强度为45-50 Mpa，完整性好，属稳定型顶板。第三节 采区地质构造 本采区基本构造为倾向北东的单斜构造，含煤地层沿走向倾向的产状稳定，未发现较大的断层，落差小于2m的正断层较发育。本采区开采

4、揭露的断层均为小于2m的正断层，断层走向以北东为主，小断层使煤层的连续性和完整性破坏(phui)较严重，给开采带来一定难度，同时由于小断层较多，经常沟通不同含水层而发生水力联系，造成采区涌水量增加，例如本采区(ci q)03上顺槽41# 测点构造带，向南部为落差2m的正断层，向北逐渐变为裂隙(li x)，一直延伸到矿井深部。本采区03上顺槽59# 测点构造带向北一直延伸到花河富堡矿，揭露最大处宽1.5m,高数米，以上两处构造带所揭露之处都有不同程度的用水现象。在断层带及其附近煤、岩体破碎带孔隙率增大，易使瓦斯局部聚集，沿断层走向可能分布有瓦斯富聚点和富聚区；因此，应加强地质基础工作，遵循有疑必

5、探，先探后采的原则。采区煤质、瓦斯、煤尘、水、火煤层一l煤层赋存于太原组底部Ll-2石灰岩之下，本溪组铝土质泥岩之上，煤层顶板为为L1-2灰岩；底板为本溪组的铝土矿或铝土质泥岩。煤层平均厚度2.5m，煤层较稳定，为大部可采薄煤层。一l煤层结构简单，一般含夹矸l层，矿内含夹矸见煤点占70，夹矸厚度0.030.75m，平均厚0.20m，岩性为炭质泥岩、泥岩、砂质泥岩及粉砂岩，个别见煤点夹矸厚度较大，使一煤层分为两个独立煤分层。 一l煤层不可采范围分布于矿区浅部煤层风氧化带一线，中深部大部可采。煤层厚度的变化主要受沉积环境控制。本区一l煤为较稳定型薄煤层。瓦斯(w s)一1煤层(micng)瓦斯成分

6、(chng fn)和含量低，属于低瓦斯煤层。根据历年生产资料，采区瓦斯绝对涌出量2 m/min（掘）及40.5 m/min（采）。矿井二氧化碳绝对涌出量1.38 m3/min，相对涌出量4.89m3/t。矿井属低瓦斯矿井，没有发生过煤与煤瓦斯突出事故。最近几年出现过两次采掘工作面瓦斯含量突然增加的情况，主要原因是，二1煤的瓦斯通过煤层顶板的采动裂隙涌入一1煤采掘工作面。因此，本采区开采时，应加强通风和瓦斯检测工作，制定应急预案，确保安全生产。煤尘与自燃煤层自然发火期3个月，煤尘具有爆炸性，煤质松软。水文地质概况1含水岩组划分区域范围内含水岩组自上而下分布有：第四系新近系孔隙裂隙含水岩组、二叠系

7、碎屑岩类裂隙含水岩组、石炭系碎屑岩夹碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组、奥陶-寒武系碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组。据邻近生产矿井井下观测证明，上述含水岩组中对一1煤层有直接充水作用的主要是石炭系碎屑岩夹碳酸盐岩类含水岩组太原组下部灰岩岩溶裂隙含水层和奥陶-寒武系灰岩岩溶裂隙含水层；间接充水含水层为石炭系太原组上部灰岩岩溶裂隙含水层。2区域构造对地下水的控制矿区位于荥密背斜的北翼，地层走向近东西，倾向NE1020，倾角520。构造以断裂为主，主要有东西、北东、北西向三组，其中东西向最发育，并被后期形成的北西、北东向断裂所切割。东西向构造对区域地下水的运动与赋存具有明显的控制与影响作用。地下水从区域性分水岭

8、（荥密背斜轴）沿着岩层的倾斜方向向北运动，因受东西向断裂的阻隔，在适当的地形、地貌条件下形成泉水。3岩溶(ynrng)裂隙水的富集规律区域上岩溶发育受岩性、构造、地形地貌及水流性质(xngzh)等因素的影响与控制，南部低山丘陵区，有较大面积的寒武与奥陶系厚层质纯的石灰岩出露，构造比较发育，地形起伏变化大，地下水交替强烈，有利于岩溶作用。荥密公路以西溶蚀裂隙、溶孔、溶洞均较发育，一般在较大的河（沟）谷的中、下游和构造破碎带附近，发育有17m高的溶洞，出露标高+290+450m，如后寺河、龙尾坡、老君洞、神仙洞、水头河南岸等地的溶洞；以东岩溶沿东西向断裂及可溶岩与非可溶岩岩层交界面附近发育、分布，

9、形态以溶蚀裂隙为主，溶洞则少见。本区岩溶水主要沿阻水岩层或阻水构造带富集和山前强迳流带富集。可溶性岩层在南部山区分布、出露，接受降水渗入补给后，地下水沿层面顺倾向（基本与地形坡向一致）向下游迳流排泄，并对可溶性岩层发生溶蚀作用。随着迳流途径的增长，水流作用不断增强，遇隔水岩层或阻水构造后，往往在隔水体的上游一侧形成岩溶的富集地段，并有岩溶大泉出露。本区强迳带位于山前太原组至奥陶系地层的浅部，西起谷山矿区，东至计河矿区及其以东。由于此带地下水汇水(hushu)条件好，迳流排泄比较通畅，岩溶裂隙比较发育，所以岩溶水沿此带富集。强迳流带中部的水位比两侧低，横断面水位呈槽谷状。4地下水的补给、径流和排

10、泄矿区南部边界为区域性分水岭（包括阻水的五指岭断层），西部边界为阻水的沙鱼沟断层（落差500m）。地形坡向与地层倾斜方向基本一致，所以区内地下水主要来自南部山区大气降水的垂向渗入(shnr)补给。其补给量决定于降水量的大小、岩性、地形和透水岩层的出露面积等。南部低山丘陵区有较大面积出露的寒武系与奥陶系石灰岩，岩溶裂隙与构造均较发育，有利于大气降水的渗入补给。南部山区地下水接受补给后，由高处向周围低洼处运动，汇聚于大的河谷或沟谷，沿着地下水的总流向，自南向北迳流、排泄。主要排泄方式有迳流排泄、生产矿井开采排泄。地下水在迳流途中，当遇地形、岩性或构造有利(yul)部位时，以泉的形式排出地表。据山区

11、的25个泉统计，总排泄量约173L/s。目前区内煤矿总排水量约3600m3/d。由于西部矿井大量排水，地下水位下降，泉流量已大幅度减少到200300 L/s，多数已断流。此外，尚有部分(b fen)地下水流经煤田继续向深部运移。区内各大河流及其支流亦是地下水的主要排泄通道。5采区充水条件水文地质边界条件区内地下水主要来自南部山区大气降水的垂向渗入补给。地下水接受补给后，自南向北迳流、排泄，主要排泄方式有迳流排泄、生产矿井开采排泄。因此其南部为一补给边界；其他边界由于构造不发育，可视为自然边界。6地表水文特征 区内地表水体不发育，西边界地表有季节性河流水头河自南向北边角穿过，属季节性河流，流程短

12、、流量小，枯水期几近断流，丰水期水量猛增。7采区充水因素(yn s)分析降水(jingshu)本区多年平均降水量为562.9mm，多集中在6、7、8月份，约占年降水量的50,是一种季节性、周期性影响(yngxing)的水源。开采二l煤的矿井雨季涌水量比旱季增大l2.8倍；开采一l煤层的矿井，雨季涌水量比枯季增大23倍。由此说明，降雨与矿井充水关系是密切的。地表水区内仅有水头河属季节性小河，由于流经地段下距二1、一1煤层较远，所以对矿井充水不大，但在雨季或下大雨时要加强对该河的巡视。老窑水本采区西翼南部矿井边界外存在有米河煤矿，特别是在雨季期间，水沿裂隙向采掘处渗透，随着时间的延续，水活动将逐渐

13、加剧，并产生泥化等不良水文工程地质现象，最后导致老窑水突入矿井。因此，在开采本采区西翼上部煤层时，应引起足够的重视，严防老窑突水。8水害威胁情况刘河矿自建井以来深受水患的威胁，累计发生突水51次，其中水量大于60m3h的大中型突水26次，突水造成两次淹井，最大突水量1500m3h。水压大，突水点数月甚至几年不干涸。108-150泄水巷2011年5月份打钻时发生突水，水量约80 m3h，已注浆封堵。2010年8月，在本采区03工作面上顺槽掘进过程中，遇到顶板大型裂隙，因受地表降雨和水位上升影响造成出水，水量为1000m3h，2011年2月断流，2011年9月再次发生出水，水量为385m3h。今年

14、到现在裂隙未发现出水现象。本采区西段皮带下山(xi shn)（109采区西段皮带下山）遇原开源煤矿老空区出水，水量为240 m3h，目前(mqin)正在疏排。截止10底已排出水量156万吨。9涌水量预算(y sun)根据水文地质补充勘探报告显示，采区水文地质条件复杂，一1煤层直接充水含水层为以底板进水为主的岩溶裂隙充水矿床，型别为水文地质条件复杂型，水文地质勘查类型为三类二亚类三型。采用比拟法计算了矿井涌水量、计算的涌水量可参考使用。采区正常涌水量325m/h，最大涌水量653m3h.考虑突水淹采区的危险，建议尽快完善本采区排水系统并投入运行。采区储量成产能力及服务年限采区储量 采区储量是进行

15、采区设计的基本依据。 一、煤炭资源/储量的分类如表2-1 固定矿产资源/储量分类表经济意义地质可靠程度查明矿产资源潜在矿产资源探明的控制的推断的经济的可采储量（111）基础储量（111b）预可采储量（121）预可采储量(122)基础储量（121b）基础储量（122b）边际经济的基础储量（2m11）基础储量（2m21）基础储量（2m22）次边际经济的资源量（2s11）资源量（2s21）资源量（2s22）内蕴经济的资源量（331）资源量（332）资源量（333）资源量（334）？注：表中所用编码（111334）,第1位数表示经济意义(yy)：1=经济的，2m=次边际经济的，3=内蕴经济的，？=经济

16、未定义的；第2位数表示可行性评价阶段：1=可行性研究，2=预可行性研究，3=概略研究；第3位数表示地质可靠程度：1=探明的，2=控制的，3=推断的，4=预测的。b=未扣除设计、采矿损失的可采储量。二煤炭(mitn)资源量估算指标如表2-2所示： 表2-2 煤炭资源量估算( sun)指标三储量计算(j sun)的一般原则 储量计算要根据煤层的储存条件分别采取(ciq)不同的方法。储量计算必须在专门的图纸上进行。计算时，一般应以等高线、段层面、剖面线或各类技术边界等为界，将井田和煤层分成若干块段分别计算。当煤层倾角不大于60时，可在平面投影图上计算储量，煤层(micng)倾角不大于15时，煤层的厚

17、度及面积均不必换算。1计算块段范围的原则 1-1矿井储量计算范围应与批准的井田边界相一致。 1-2划分储量块段时，应考虑矿井的地质构造、煤层厚度、产状等自然因素，尽量(jnling)利用勘探线、煤柱边界线、井田和采区边界线、巷道、水平标高线、底板等高线等，使储量块段形状简单，计算方便。 1-3当建煤点的煤层厚度和灰度不符合矿井计算储量要求时，在稳定的和较稳定并具有渐变规律的情况下，一般可采用(ciyng)插入法求出可采边界。 1-4对未见煤钻孔，一般可用相邻钻孔连线的中点(zhn din)为零点，在用插入法求其可采边界。 1-5沿煤层露头应圈出风化带范围，一般不计算风化带储量，但当风化带煤中总

18、腐植酸含量大于20时，则应估算其风量。 1-6如发现井田内有老窑或陷落柱时，应在查清后圈出其范围。 1-7高灰分煤层块段，绘出煤层等值线后，再确定最高可采灰分边界。 1-8当同一煤层有多个煤种时，应圈出煤种分界线，并分煤种计算储量。2确定煤层采用厚度的原则 2-1煤层中夹矸的单层厚度不大于0.05m时，夹矸与煤可合并计算，不需扣出。 2-2煤层中夹矸的单层厚度等于或大于所规定的煤层最低可采厚度时，被夹矸所分开的煤分层应作为独立(dl)分层，一般应分别计算储量。 2-3煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，上下煤分层加在一起，作为煤层(micng)的采用厚度。 2-4复杂结构(jigu)煤层，当各煤分

19、层的总厚度等于或大于所规定的最低可采厚度，同时夹矸的总厚度不超过分层总厚度的二分之一时，以各煤分层的总厚度作为煤层的采用厚度。 2-5夹矸不稳定，无法进行煤分层对比的复煤层，当夹矸的总厚度不超过煤分层总厚度的二分之一时，以各煤分层的总厚度作为煤层采用厚度。3容重的确定原则新投产的矿井，容重可沿用最终地质报告提出的容重数据。生产矿井应随着修改地质报告可进行全面储量核实重新测定容重，获得新的容重数据。四采区储量分析本采区一1煤层资源储量估算范围为：井底车场位于采区之左侧，阶段回风大巷位于采区上部边界距开采煤层12米的岩层中，运输大巷位于采区下部边界距开采煤层12米的岩层中。本采区构造简单，煤层厚度

20、稳定，平均2.5m，煤层倾角16，煤容重1.6t/ m。以平面面积和真厚度为基准，采用体积法计算地质储量。计算公式为 式中： 地质(dzh)储量（万t）； 采区(ci q)平面面积（万）； 煤层(micng)平均厚度； 煤容重(t/ m）；经过计算，本采区一1煤层地质储量为880万t。回采率取85，求得可采储量为748万t。第三章 采区方案设计第一节 采煤方法的选择采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应该结合具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素。设计时应尽量采用行之有效是先进技术，积极提高机械化水平。采煤方法的选择应结合本设计采区的实际情况，采

21、用合理的采煤方法。我国常用的几种中厚煤层采煤方法有如下两种：采煤方法技术特征表序号采煤方法体系整层与分层推进方向采空区处理采煤工艺适应煤层基本条件1单一走向长壁采煤壁式整层走向垮落综、普、炮薄及中厚2单一倾向长壁采煤壁式整层倾向垮落综、普、炮薄及中厚采煤(ci mi)方法选择的约束条件：1、采区(ci q)煤层赋存状况及地质条件2、开采水平的划分和采区(ci q)巷道布置3、现有技术及设备4、采区储量、生产能力及服务年限等 因为缓倾斜、倾斜煤层一般应采用长壁采煤法且当煤层倾角大于12时宜采用走向长臂采煤法后退式开采，根据刘河矿现状和该采区具体条件，所以决定采用走向长壁后退式，爆破采煤，顶板管理

22、采用全部陷落法。第二节 采区设计方案比较一、采区设计方案一1采区巷道(hng do)布置根据(gnj)刘河煤矿煤层(micng)赋存情况，矿井西翼设计三个采区，分别为109采区、106采区和本采区。在-150水平布置泵房，变电所及地面直排孔。109采区布置轨道下山、皮带下山与架空人车巷各一条，其中每条巷道设计900m，共计2700m。在-150水平布置泵房、变电所及地面直排孔。106采区布置轨道下山、皮带下山与管子巷各一条，其中轨道下山与皮带下山各设计850m，管子巷设计550m。共计2250m。本采区布置轨道下山、皮带下山与架空人车巷各一条，其中每条巷道设计900m，共计2700m。在-15

23、0水平布置泵房、变电所及地面直排孔。2生产系统2-1通风系统109采区通风系统：主井东翼运输大巷进风109皮带下山（109架空人车巷）工作面下顺槽工作面工作面上顺槽109轨道下山东翼总回风巷东风井。106采区通风系统：主井西翼运输大巷进风106皮带下山（106管子巷）工作面下顺槽工作面工作面上顺槽106轨道下山西翼总回风巷西风井。本采区通风系统：主井西翼运输大巷进风108皮带下山（108架空人车巷）工作面下顺槽工作面工作面上顺槽108轨道下山西翼总回风巷西风井。2-2排水系统109采区排水系统：工作面出水下顺槽联络巷下一工作面上顺槽109轨道下山109-150水仓直排地面。106采区(ci q

24、)排水系统：工作面出水下顺槽联络(linlu)巷下一工作(gngzu)面上顺槽106轨道下山106-150水仓直排地面。本采区排水系统：工作面出水下顺槽联络巷下一工作面上顺槽本采区轨道下山本采区-150水仓直排地面。二、采区设计方案二1采区巷道布置根据刘河煤矿煤层赋存情况，矿井西翼设计优化为两个采区，分别为109采区、本采区。109采区布置轨道下山、皮带下山与架空人车巷各一条，其中每条巷道设计900m，共计2700m。在-150水平布置泵房、变电所及地面直排孔。本采区布置轨道下山、皮带下山各一条，猴车与轨道机轨合一，其中每条巷道设计900m，共计1800m。在-150水平布置泵房、变电所及地面

25、直排孔。2生产系统2-1通风系统109采区通风系统：主井东翼运输大巷进风109皮带下山（109架空人车巷）工作面下顺槽工作面工作面上顺槽109轨道下山东翼总回风巷东风井。本采区通风系统：主井西翼运输大巷进风本采区皮带下山工作面下顺槽工作面工作面上顺槽本采区轨道下山西翼总回风巷西风井。2-2排水系统109采区排水系统：工作面出水下顺槽联络巷下一工作面上顺槽109轨道下山109-150水仓直排地面。本采区(ci q)排水系统：工作面出水下顺槽联络(linlu)巷下一工作(gngzu)面上顺槽本采区轨道下山本采区-150水仓直排地面。第三节 采区方案确定方法一、技术指标比较各方案的掘进工程量比较详见

26、下表。采区方案设计开拓掘进工程量对比表序号工程名称断面()巷道类型（煤/岩）工程量方案一方案二1轨道下山8.75岩2650m2650m2皮带下山8.75岩2650m2650m3管子巷8.75岩540m540m4架空人车巷8.75岩1800m900m5泵房25.50岩270m180m6变电所14.16岩180m120m7水仓16.07岩1800m1200m备注方案一：工程总量9890m；方案二：工程总量8240m； 二、经济指标比较各方案的费用比较详见下表。采区方案设计费用比较表序号费用项目费用（万元）方案一方案二1井巷工程费197816482排水设备设备购置与安装690046003合计8878

27、6248通过对以上两个方案的分析比较可以(ky)看出，方案二将矿井划分为2个采区，相比较方案一3个采区的划分方案，在排水和辅助运输方面都有系统简单、环节少、安全可靠的突出优点，便于管理。从井巷工程量来说，方案一需要施工106泵房及变电所，方案二比方案一工程总量减少1650m。从经济比较看，井巷工程费方案二比方案一少330万元，排水设备(shbi)费用，方案二比方案一可节约2300万元，共计节约2630万元。方案二在经济上的优势非常明显。经反复研究和综合分析比较，我们选用方案二作为矿井采区划分的主要设计方案，请公司领导审批。第四节 采区(ci q)采掘顺序一、掘进顺序本采区分为东西两翼。采区西翼

28、布置两个掘进头，首先由本采区轨道下山距一水平向下500m处向西开口施工本采区06上顺槽，超前掘进150m-200m后，选择合适的位置施工联络上山，留设20m煤柱，施工本采区04下顺槽。采区(ci q)东翼布置两个掘进头，首先由本采区(ci q)轨道下山距一水平向下880m处向东开口绕过本采区皮带(p di)下山施工本采区07上顺槽，超前掘进150m-200m后，选择合适的位置施工联络上山，留设20m煤柱，施工本采区05下顺槽。二、回采顺序本采区西翼回采本采区02工作面，东翼回采本采区03工作面。采煤工艺设计第一节 设计工作面概况本采区内工作面按照下山采取(ciq)东西两翼的布置方法，共布置7个

29、工作面，其中东翼为03工作面，05工作面，07工作面；西翼布置02工作面，04工作面，06工作面，08工作面。工作面间留设煤柱15m。每个工作面长度为100m左右(zuyu)，年进度为500m左右。 采区内(q ni)瓦斯成分和含量低，属于低瓦斯煤层。根据历年生产资料，采区瓦斯绝对涌出量2 m/min（掘）及40.5 m/min（采）。矿井二氧化碳绝对涌出量1.38 m3/min，相对涌出量4.89m3/t。矿井属低瓦斯矿井，没有发生过煤与煤瓦斯突出事故。 煤层自然发火期3个月，煤尘具有爆炸性，煤质松软。 第二节 采煤工艺方式的选择 一本工作面采用走向长壁后退式，正悬臂齐梁支护顶板，采空区用自

30、然冒落充填，一次采全高的采煤方法，由东向西推进，并采用“两采一准”的作业方式，循环进度2米，每进一控为1米。考虑到工作面开采时，风巷走向长188米，顺槽长135米，根据尾上落后的趋势，开采时，根据现有状况，加强以尾为主的摆采。二机械设备的配备情况：采煤机械序号设备名称型号数量序号设备名称型号数量1输送机SGW-15015绞车2015型12转载机S2Q-4016煤电钻MW-1.2A23皮带SPJ-80017支 柱DZ-25-30/10013924乳化液泵SKB28铰接梁HDJG-10001197注：1、打眼用1.2米麻花钻杆，直径42mm两翼对称(duchn)型合金钢钻头。2、机尾用2.6米工字

31、钢，机头用3.2米工字钢支护(zh h)。3、乳化(rhu)泵一台工作，一台备用，配套有一只水箱一台净化器，一套压力控制与保护装置。4、放顶用3吨或5吨链条与单体液压支柱配套使用。落煤、装煤和运煤一采煤（回采）工艺流程根据目前工作面的地质条件及技术装备条件，回采工艺流程为：进班的修理加固工作电钻打眼装药联线爆破落煤铰梁支护顶板打临时贴帮柱人工装煤溜子运煤移置输送机单体支护顶板放顶前修理出余煤打戗棚回柱放顶。这些工序按正常顺序而且每天连续不断地进行着，每完成上述工序，工作面完成一个循环。二落煤方式本工作面采用人工打眼爆破落煤，即电钻打眼、装药、填泥、联线、放炮及人工扒煤等作业过程，保证规定进度，

32、工作面保持平直，不留顶煤和底煤，不破坏顶板，不崩倒支柱和不崩翻工作面输送机，尽量降低炸药雷管消耗。一、炮采工作面爆破(bop)说明书1、为了便于操作且不至于崩倒支柱，炮眼与煤壁的水平夹角一般为50-80度，软煤取大值，硬煤取小值，为了不崩落支架，应使水平方向(fngxing)的最小低抗线朝向两柱之间的空档。2、煤眼在垂直面上与顶板间的仰角为5-10度，眼底距顶板0.1-0.5米，根据(gnj)煤质软硬及粘顶情况而定，以不破坏顶板为原则，板顶不稳定时，炮眼应做到平等地于顶板。3、底眼俯角大约为10-20度眼底接近底顶，以防止丢底煤，并且便于扒煤。二、炮眼布置图（如图所示）三、爆破参数一览表（以面

33、长135米时计算）炮眼名称炮眼个数炮眼深度炮眼角度炮眼消耗封 孔万吨消耗斜深垂深炸药雷管水炮泥黄泥炸药雷管单位个米米度公斤个个Kg/万t个/万t顶眼1351.21仰5-1020.25135135封满384.752565中眼671.21府10-2020.16767封满381.91273底眼1351.21水平50-8060.75135135封满1154.252565合计33710196403说明：1、每条药卷按0.15kg计算，顶眼装1条药，中眼装2条药，底眼为3条药，视煤质软硬增减。炸药为煤矿许用的三级乳化炸药。2、爆破采用串联法联线，使用毫秒雷管爆破。3、爆破顺序先爆

34、底眼，后爆顶眼。这种爆破顺序，一是使其底部掏槽有利于落煤，二是可以避免崩落的煤埋住底眼，造成联线困难。每次起爆(qbo)的眼数以顶板的稳定性和溜子的负荷而定。条件好的可以一次多起爆，如顶板状况不好，只能每次少爆破，甚至采用留小煤柱间隔起爆。4、根据统一规定，用雷管段号脚线来识别，一段为灰红，二段为灰黄，三段(sn dun)为灰蓝，四段为灰白，五段为红绿。段号越低，延期时间越短，（1段为0毫秒），2段为25毫秒，3段为50毫秒，4段为75毫秒，5段为100毫秒。三装煤方式(fngsh) 本炮采工作面采用机械装煤，使用的装煤方法是在采空区侧装上挡煤板，放炮后部分煤自行装入采煤机，然后工人用锹将部分

35、煤扒入输送机，余下的部分底部松散煤靠大推力千斤顶的推移作用将其装入输送机。四运煤方式 本采区运煤可采用普通刮板输送机或可弯曲刮板输送机。采煤工作面的支护一支架支护的选择工作面的支架是工作面安全生产的保证，根据我矿炮采工作面以往的实践成果，采用单体液压支柱与金属梁组成支架支护，两根顶梁之间用销子连接顶梁就呈悬臂状支护顶板，此布置形成控制顶权牢固，稳定，而且便于移溜，大大降低了事故，所以，本工作面仍采用单体支柱与金属铰接梁配合使用。二支护形式与支护密度的设计一、支护形式根据工作面顶板压力(yl)，顶板下沉量和活柱升缩量选定：1、支柱最大高度H大取决于工作面最大采高M大及顶梁(dn lin)厚度，b

36、=0.1m,H=2.4-0.1=2.3m。2、支柱的最小高度应考虑最小采高M小，并同时能满足于放顶前工作(gngzu)空间最小高度的要求，还需满足回柱时必要的卸载高度A(A值为0.2m)。H小=M -S-m-A式中：S顶板在最小控顶距处的平均下沉量，取0.2H小=2.2-0.2-0.1-0.2=1.7m。因此采用DZ-25-30/100型单体支柱，并与HDJG-1000型铰妆梁配合使用进行支护。二、支护密度的设计根据邻近工作面及矿压组提供观察数据，工作面初步来压步距为30米左右，周期来压步距为7-8米，周期来压明显，工作面底板比压力为5.6mPa。直接顶及老顶来压时的支护设计。工作面需要的支护

37、强度P为P=KMR式中：M工作面采高M=2.4米。R顶板岩石平均容重取2.5T/m3 K载荷系数，取6因此支护强度P=6*2.4*2.5=36T/m2 2、支护密度G为：G=P/NP2式中：P工作面支护强度。P2支柱的额定工作阻力为25T/根。N支柱工作阻力实际利用系数n=0.85G=36/0.85*25=1.69根/m2 3、柱距B为：B=1/G=1/1.69=0.59mA_F/Pn=34.56/250.85=1.63/根m2由于(yuy)铰接梁长度为1米，因此排距为1米，柱距取0.6m工作面长度为135米，其中两端(lin dun)头为5米，所以支护一排所需支柱梁为（135-5）/0.6=

38、217根。为满足工作面正规循环作业所需配备(pibi)支柱，梁数分别为：支柱为：2174（排）+2172（贴帮柱）+130戗棚+543（头尾）=1161根铰接梁：2174+130=998根考虑一定数量备用数取值1.2，则工作面应配备支柱1392根，铰接梁为1197根。三特殊支架采煤工作面的上现端头处是设备集中和人员出入的必须之地，发生事故必将引起整个工作面停产，因此，加强出口处支护，改善支护特性十分必要。一、工作面机头、机尾支护：1、工作面机头、机尾分别采用五对十根，四对八根工字钢支护，机头钢梁为3.2米长，机尾为2.6米长，型工字钢，一梁三柱，成对交替迈步使用，迈步步距为1米，柱距为0.5米，允许误差为不大于100mm，缺口面积不小于1.6*1m2，严禁侧向不成对使用。2、工作面溜子司机与转载机搭接处，顺槽上帮，风巷下帮各设一对长钢梁抬柱担山头，由于本工作面顺槽、风巷为锚杆支护，考虑采动压力影响，随着工作面推进顺槽，风巷从工作面超前20米，超前榴树支护，且打上崩子，榴树杠子为工字钢，顶子为圆木（直径16公分），一梁三柱，并且顶子要对山吃劲。二、放顶前戗棚为加强(jiqing)切断线支柱对顶