电气(三)班采矿工程课程设计 -终极打印版

目录
第一章采区巷道布置
采区概况
第一节采区储量及服务年限
第二节采区再划分
第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统
第四节采区中部车场线路设计
第二章采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的确定
第二节工作面合理长度的验证
第三节采煤工作面循环作业图表的编制及劳动组织第四节采区生产安全措施
第一章采区巷道布置
采区概况
1、采区尺寸：走向长度3600m，倾斜长度1100m。

2、煤层倾角、容重：
煤层倾角平均16°；容重1.33
m
t；
3、煤层名称、厚度、层间距：
根据煤层赋存情况，共有三层煤层，中间的薄煤层第二层K
2
=0.2～0.5m忽略不计，
可开采煤层分别为第一层为K
1 =3.5m；第三层K
3
=2.5m。

煤层间距：K
1～K
2
为10m；K
2
～K
3
约为10m。

开采煤层：K
3煤层和K
3
煤层。

4、顶底板岩性：
K
1
煤层：伪顶为碳质页岩，松软，厚0.2 m。

老顶为泥质细砂岩，碳质页岩互层，灰色泥质页岩，砂页岩互层，厚约为17m
K
3
煤层：底板为灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60～80MPa，厚3.5m；灰色中、细砂岩互层，厚24.68m。

K 1～K
2
之间岩层：灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬，厚4.2m；灰色砂质泥岩，
厚7.8m。

K 2～K
3
之间岩层(从上到下)：薄层泥质细砂岩，稳定，厚4.6m；灰色细砂岩，中
硬、稳定，厚3.2m。

5、瓦斯、煤尘、自燃性、涌水量：
各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。

6、第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底板下方25m处的稳定岩层中。

设计采区综合柱状图
第一节 采区储量及服务年限
一、采区生产能力选定：
采区生产能力选定为180万t/a ； 二、采区工业储量、设计可采储量 1、采区工业储量计算：
γ
⨯⨯⨯=m L H Z g
式中： g Z ——采区工业储量，Mt ； H ——采区倾斜长度，1100m ； L ——采区走向长度，3600m ；
γ——煤的容重，1.30t/m 3；
m 1——K 1煤层煤的厚度，为3.50m ；
m 2——K 2煤层煤的厚度，为0.2～0.5m ，忽略； m 3——K 3煤层煤的厚度，为2.5m 。

1g Z =1100×3600×3.5×1.3=1801.80Wt=18.018Mt ； 3g Z =1100×3600×2.5×1.3=1287.00Wt=12.87Mt ； g Z = 1g Z +3g Z =18.018+12.87=30.888Mt 。

2、采区煤柱损失：
采区煤柱包括区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及维护上山煤柱。

永久保护煤柱：采区左右两边界煤柱各取10米，采区上部边界煤柱取30m 保护煤柱，下部取10米煤柱，上山之间煤柱取20米保护煤柱，上山两侧各取20米保护煤柱。

K 1煤层永久保护煤柱P 1为：
P 1=（30+10）×3600×3.5×1.3+（10+10）×（1100-40）×3.5×1.3=0.75Mt ； K 3煤层永久保护煤柱P 3为：
P 3=（30+10）×3600×2.5×1.3+（10+10）×（1100-40）×2.5×1.3=0.540Mt ； 3、采区设计可采储量计算：
C
p Z Z g k ⨯-=)(
式中： k Z ——采区设计可采储量，Mt ； P ——边界煤柱损失量；
C ——采区采出率。

厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80；薄煤层不低于0.85；由于K 1、K 3煤层都为中厚煤层，因此C 值取0.8。

1k Z =（18.018-0.751）×0.8=13.814Mt ； 3k Z =（12.87-0.54）×0.8=9.864Mt ； k Z =1k Z +2k Z =13.814+9.864=23.678Mt 。

三、采区的服务年限的计算：
K A Z T k
⨯=
式中： T ——煤层设计服务年限，年； k Z ——采区设计可采储量，Mt ； A ——采区设计生产能力，180万吨/年； K ——储量备用系数，取1.3； T 1=13.814×102/（180 ×1.3）=5.903年； T 3=9.864×102/（180 ×1.3）=4.214年； T=T 1+T 3=5.903+4.214=10.117年。

四、验算采区采出率：
g
g Z C P P P Z C 采
上区⨯---=
)(
式中： C ——采区采出率；
g Z ——采区工业储量，Mt ； P ——边界煤柱损失量；
P 区——区段保护煤柱损失量，每个煤柱宽度5m ，5个区段但有4个煤柱；
P 上——上山保护煤柱损失量，上山之间20m ，上山两边各20m ； C 采——工作面采出率。

P=P 1+P 2=1.29Mt ；
P 区=3600×（4×5）×（3.5+2.5）×1.3=0.56Mt ；
P 上=（1100-40）×（20+20+20）×（3.5+2.5）×1.3=0.49Mt ； C=（30.88-1.29-0.56-0.49）×0.95/30.888=87.8%> 80% 符合国家对采区采出率的要求。

第二节 采区再划分
一、确定采煤工作面长度：
采煤工艺选取综合机械化采煤，要求有一定的走向长度。

由已知条件知：该采区左右边界各有10m 的边界煤柱，上部边界设煤柱为30m ，下部留10m 煤柱，故其倾斜长度为：1100－40=1060m ，走向长度3600-30×2-20-10×2=3500m 。

该采区划分为5个区段，每区段长212m 。

区段斜长内一般设置一个走向长壁采煤工作面，因此区段斜长就等于采煤工作面长度加上区段平巷宽度和护巷煤柱的宽度。

一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为180～250m ，巷道宽度为4m ～4.5m,本采区综采工作面长度为200m ，巷道宽度选取4m ，已满足综合机械化工作面走向长度的要求，采区生产能力为180万t/a ，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，故工作面长度为：
[]
n
n n L q b L )1(221-⨯-⨯⨯--=
β
式中： b ——倾向长度，1100m ； L 2——平巷宽度，4m ； q ——上下边界，30+10=40m ； β——护巷煤柱宽度，5m ； n ——区段数目，5个； L 1——工作面长度。

L 1= [1100-40-2×4×5-5×(5-1)] /5=200m ； 故工作面长度200m 。

二、确定采区内区段数目：
回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁式开采。

通过上述计算可得工作面长度取200m ，采区内区段数目取5个。

三、确定工作面生产能力：
工作面日生产能力：
1.1⨯=
T A
Q r
式中：
Q——工作面生产能力，t/d；
r
A——采区生产能力，t/a；
T——每年正常工作日，300d；
Q=180×104/300×1.1=5454.5 t/d
r
四、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序
生产能力为180万t/a,且工作面生产能力为5454.5t/d。

目前，煤炭企业生产系统向高产高效集中化生产的方向发展，新建大型化矿井均朝“一矿一井一面”的设计思想改革，采用提高工作面单产，用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力，故为适应现阶段煤炭行业的知道规范，本采区设计一个采煤工作面。

其工作面接替顺序如下表：
工作面布置（双翼布置）图如下图所示：
工作面接替顺序：左右交替，左边开采，右边准备；采区内自上而下开采，先采完上区段，后开采下区段；煤层间自上而下开采，先采K1煤层后采K3煤层最终达到高产高效。

工作面接替顺序如下表所示：
1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110→3301→3302→3303→3304→3305→3306→3307→3308→3309→3310
对应符号含义：
1 1 4 1 3 1
（说明：以上箭头指向表示工作面接替顺序。

）
第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统
一、采区形式
采区形式采用双翼采区布置形式。

采区上下山布置在采区走向中部，为采区两翼服务的准备方式称为双翼采区，这样布置的范围较大，可以相对减少上下山、石门及车场等准备巷道的工程量，是应用最广泛的一种准备方式。

二、完善开拓巷道
根据所给地质条件及采矿工程设计规划，在第一开采水平中，把为该采区服务的运输大巷布置在K 3煤层底板下方25m 的稳定岩层中，回风大巷则布置在采区上部边界K 3煤层底板下方25m 的稳定岩层。

三、确定巷道布置系统
确定采区巷道布置系统，采区内有两煤层K 1和K 3可采，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较：
方案一：采区上山联合布置一煤一岩上山
在距K 3煤层底板20m 处岩石中布置一条岩石运输上山，在K 3煤层中布置另一条轨道上山，两上山位于采区走向中央，水平距离为20m ，巷道宽度均为4m ，高度均为2.5m ，石门联系各煤层。

通风路线：新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→第二区段轨道平巷→区段联络巷道→第一区段运输平巷→工作面→第一区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。

第二方案：采区上山联合布置两岩层上山
在K
3煤层底板16m处岩石中布置一条岩石轨道上山；在K
3
煤层底板20m处岩石中
布置一条岩石运输上山，两上山位于采区走向中央，水平距离为20m，巷道宽度均为4m，高度均为2.5m，石门联系各煤层，并在运输平巷和运输上山间设置溜煤眼。

通风路线：新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→第二区段轨道平巷→区段联络巷道→第一区段运输平巷→工作面→第一区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。

根据已提出的方案及方案比较的原则，两个方案中相同的部分可不参加比较，故K
3
煤层的巷道布置和区段巷道布置方案不参加比较，仅就采区上山及联络巷道进行比较。

方案的技术比较见表3-1。

方案的经济比较见表3-2和表3-3。

方案的技术：
表3-1 采区方案技术比较
技术经济比较：
表3-2 掘进费用表
表3-3 维护费用表
表2-4 费用总汇表（万元）
方案
费用项目
方案一方案二
掘进费用169.5 215.07
维护费用190.08 84.715
费用总计359.58 299.785
综上技术经济比较所述：
由于煤层条件好瓦斯水涌出量小故只设置两条上山就可以，第二方案虽然系统和通风相对复杂，掘进费用高，但是巷道稳定性好且维护费用大大降低，不仅在技术比较上在规定设计的使用年限中更可靠而且具有经济上相对较节省的优点。

综合经济和技术比较，最终决定将采区上山布置在K
3
煤层底板16m和20m处的岩层中，即采用双岩上山，两条上山水平间距20m，上山两侧各留20m保护煤柱。

四、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置：
根据煤层储存条件可知，K
1煤层厚3.5m，K
3
煤层厚2.5m，都为中厚煤层，瓦斯含
量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，易于维护。

工作面走向推进长度为1745m 左右，采用双巷布置，单独开采产量可满足生产要求，一个工作面就可以达到设计生产能力的要求，故先开采K 1煤层，K 1煤层采完后，接着采K 3煤层，考虑到K1煤层生产能力较大，且矿井瓦斯涌岀量较低，为更好地进行工作面接替，减少煤柱损失，故采用沿空掘巷。

各区段间留5m 保护煤柱。

由于本采区采用煤层群分组集中采区联合布置，在联络巷道的布置上，采用区段石门——溜煤眼结合的联系方式。

第二方案中上山布置在K 3底板岩层中，故K 1和K 3煤层区段运输平巷用溜煤眼与运输上山联系。

五、在采区巷道布置平面内，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量为准：
该采区采用双翼开采，在采区两侧各留10m 煤柱，开始布置工作面，进行推进。

由于采区上山布置在K 3煤层底板的岩层中，在离上山20m 处停采，留20m 煤柱保护采区上山，两条上山中间留20m 的保护煤柱。

K 1、K 3煤层相距20m 左右，由于相距较近，因此两层煤所留煤柱相同，工作面布置及推进到的位置也一样, K 1，K 3煤层采取联合布置的开采方式，且岩体较稳定，煤层上山易维护，适合综采一次采全高放顶煤。

第四节 采区中部车场线路设计
一、巷（双轨），区段石门（单轨），采区轨道上山，均为600mm 轨距； 二、轨道上山作辅助运输时，一次提一吨矿车3个；
该采区开采近距离煤层群，倾角为16°，铺设600mm 轨距的线路，轨型为22kg/m ，采用1.5t 矿车单钩提升，每钩提升3个矿车，要求甩车场存车线设双轨高低道，斜面线路采用一次回转布置方式。

1、甩车场斜面线路角度计算
作为辅助提升，可采用4号道岔为甩车道岔，同时也作为分车道岔。

选择标准道岔ZDK622/4/12（左）单开道岔。

道岔参数为：
辙叉角α1=α2=14°02′10〞，a=3462mm,b=3588mm ；β——轨道上山倾角16° 斜面线路一次回转角：α1=14°02′10〞； 斜面线路二次回转角：δ=α1+α2=28°04′20〞；
"10'02142︒==αγ（ 双道起坡）
一次伪倾斜角：)cos arcsin(sin 11αββ⨯==15°30′36〞； 二次伪倾斜角：)cos arcsin(sin 2δββ⨯==14°4′34〞。

一次水平投影角："41'3414)cos tan (
tan 1
11︒=∂=-β
θ
二次水平投影角："21'0129)cos tan (
tan 12︒==-β
δ
θ 分车道岔水平投影角："40'2614123︒=-=θθθ 2、单开道岔平行线路连接：
a=3462mm,b=3588mm,R=12000mm,S=2100mm,"10'0214︒=α
mm S B 08.8400"10'0214cot 2100cot =︒⨯=⨯=α mm
S m 6.8658"10'0214csc 2100"10'0214csc =︒⨯=︒⨯=
m m
T B a L m m
b n
c m m
T m n m m
R T 33.1333925.147708.8400346235.3593358835.718135.718125.14776.865825.14772
"
10'0214tan
120002tan
=++=++==-=-==-=-==︒⨯=⨯=α
3、高道竖曲线一次回转（mm R g 15000=）：
mm
5.40603.5724.546sin 1.4011sin 74.20422
tan
"
36'30151111=︒
∙=
=∙==∙==∙=︒==ββββ
ββg pg g g g g g g g R K m m T h m m R L m m
R T 4、低道竖曲线一次回转（mm R d 15000=）：
mm
5.40603.5724.546sin 1.4011sin 74.20422
tan
"
36'3011111=︒
∙==∙==∙==∙=︒==ββββ
ββg pd d d d d d d d R K m m T h m m R L m m
R T
5、双道起坡甩车场一次回转斜面线路和竖曲线逐段投影计算法
中部车场平面图：
中部车场剖面图：
第二章采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的确定
煤层设置采煤工艺:
一、选第一煤层，即对K
1
煤层厚3.5米，结构简单，无断层，可采用综合机械化采煤，一次采全高。

由于K
1
选择综采可以使矿井生产高度集中，使工作面产量及劳动生产率大为提高，材料消耗和生产成本明显降低，工作面顶板事故得到最大程度的防治，有利于安全生产，是我国煤炭工业的主要途径。

二、综采工作面的设备选用国产设备：
由于设备资料来源的原因，选用国产综采设备。

各设备技术参数如下：
（1）采煤机MG400/985—WD ：
（2）采高大于2.5m时，选用支撑掩护式支架: ZY35—17/35：
（3）工作面刮板输送机SGZ—764/500：
（4）刮板转载机SZB —830/180：
（5）破碎机 PCM132：
（6）胶带输送机 SSJ1000/M ：
（7）高压开关柜 KBZ —450/1140Y
三、采煤与装煤
1、确定采煤工艺、截深及日进刀数：
采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。

依据选取的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：
C
M L Q r
V ∙∙∙=
γ
式中： V ——采煤工作面每天的推进度，m/d ； r Q ——采煤工作面日生产能力，t/d ； L ——采煤工作面的长度，m ； M ——采煤工作面的采高，m ； γ——煤的容重， t/m 3；
C——工作面的出采率（由于是中厚煤层，所以取0.95）。

则：V=5454.5/(200×3.5×1.3×0.95)=6.31m/d；
因选用的采煤机截深为800mm，若每日推进八刀，共推进0.8⨯8=6.4m，可满足每天至少推进6.31 m/d的要求。

采用“三八制”，两采一准的工作制度。

2、确定进刀方式：
为了合理利用工作时间，提高工作效率，采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，并采用及时支护。

进刀深度0.8m。

采煤机进刀示意图如图所示，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(如图a所示)；
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，
式中： L——斜切进刀长度，26m；
L——采煤机长度，6m；
1
L——刮板输送机机头长度，0m；
2
L——刮板输送机弯曲段长度，20m。

3
（备注：此设计中刮板输送机摆放在巷道里面，故刮板输送机机头长度为0。

） 四、运煤： 1、支架选型
采用液压支架支护，选择工作面支架的型号为：ZY35-17/35，为支撑掩护式支架。

2、控顶距离
设计选用采煤机截深800mm ，端面距200mm ，支架的顶梁长度为3550mm ，因此最小控顶距为3750mm ，最大控顶距为4350mm 。

3、移架方式
由于 K 1 煤层上方有 0.2 米的松软炭质页岩，再上面是 8.4 米的泥质细砂岩和炭质页岩互层，硬度系数小，所以选用依次顺序移架方式。

依次顺序移架方式:采煤机割煤后依次顺序逐架前移。

这种方式操作简单，容易保证支护质量。

4、支护方式
由于K 1煤层煤质中硬，为防止片帮和冒顶，所以选用及时支护方式，选用ZY35-17/35支撑掩护式支架。

5、工作面支架需要量：
e L
=
μ
式中： μ——工作面支架数目（取整数）；
L ——工作面长度，m ；
e ——架中心间距（ZY35-17/35型支架e 值取1.5m ）；
则： 200/1.5=133.3，取μ=134。

6、端头支架
端头是工作面与顺槽的交接处，起特点是跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。

上下顺槽受回采影响，压力增大，不易支护。

决定采用端头液压支架。

其优点是支护方便、安全；为转载机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。

端头选用的支架型号为：ZTF5440-17/32 型中置式端头支架。

其技
术特征见表:
端头支架主要技术特征
7、超前支护：
顺槽超前支护布置形式采用钢带下套打单体支柱，每排3根支护，打柱范围从工作面煤壁算起，保证每班超前支护距离不小于30m，生产班随循环推进，将排头支架前回掉的单体支柱向前打，使超前支护始终不小于30 m。

要求：每排三根，柱子间要保证不小于0.7m的人行通道，同时，又不影响转载机推拉，柱子用铁丝连锁防倒，超前支护距离在顺槽中不得低于30m。

8、校核支架高度与强度：
在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采煤高度大200mm左右，即：
-
=
H+
S
M
h
max
max
1
式中：
H——支架的最大支撑高度，m；
max
——液压支架在前柱处的顶板下沉量，m；
S
1
h——支架支撑高度富裕系数，一般取200mm左右；
△1=3.5-2.8=0.7m≥0.2m，满足要求；
最小结构高度应比最小采煤高度小250～350mm，即：
-
=
H-
S
M
a
min
2
min
式中：
H——支架的最小支撑高度，m；
min
——液压支架在后柱处的顶板下沉量，m；
S
2
a ——支架卸载高度，一般取50mm；
△2=2.3-1.7=0.6m≥0.25～0.35m，满足要求；
强度校验：
γcos
α
=g
S
m
⨯
P
⨯
⨯
8⨯
⨯
式中： S——支架支护的顶板面积，m2；
γ——顶板岩石密度，t／m3；
m——采高，m；
g——重力系数，9.8N／kg；
α——煤层倾角，°；
P=8×9.8×5.678×1.42×1.3×3.5×cos16°=2764.73KN<4000KN；
经校核，支架高度与强度均符合要求。

9、处理采空区：
采用全部垮落法，垮落法适用于直接顶易于垮落或具有中等稳定性的顶板。

当工作面从开切眼推进一定距离后，主动撤除采煤工作空间以外的支架，使直接顶自然垮落。

以后随着工作面推进，每隔一定距离就按预定计划回柱放顶。

这样，不仅可以及时减少工作面的控顶面积，而且由于顶板垮落后破碎岩石体积膨胀而充填采空区，从而减轻工作面压力和防止对工作面产生不良影响。

第二节工作面合理长度的验证
一、从煤层地质条件考虑
该采区内的两层可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层平均倾角为16°，煤层厚度适中，对于布置高产高效的工作面非常有利。

顶底板较稳定，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，所以布置200m的工作面是合适的。

二、从工作面生产能力考虑
工作面的设计生产能力为180万t/a。

正规循环每天进8刀，采煤机滚筒截深为煤层的单个工作面实际年生产能力为：0.8×3.5×200×1.3×0.95 800mm，所以K
1
=1.1×165.98=182.578万吨/年；满足设计生×8×300=165.98万t；采区生产能力A
B
产能力的要求，同时考虑到其他各个方面对生产的影响，确定的工作面长度也较合理。

三、从运输设备及管理水平角度考虑
采区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，工作面采用重型刮板输送机运送煤炭，同时当前采矿界管理人员知识化、专业化、年轻化，所以工作面长度为200m 在管理上是没有问题的。

四、从顶板管理及通风能力考虑
该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在150~250m，所以选择的工作面的长度为200米较合适。

另外，工作面的瓦斯涌出量较
低，通风问题能够解决。

五、从巷道布置角度考虑
由于采区倾斜方向长为1100米，除去煤柱宽及巷道宽100米，剩余1000米，把每个工作面长度定为200米，1000÷200=5， 正好为5工作面。

六、经济合理的工作面
工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分密切 ，直接影响生产效率，合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。

所以根据条件，以高产量、高效率为原则，以尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，使设备、资源得到最高利用为指导，选择200m 的工作面长度是合理的。

第三节 采煤工作面循环作业图表的编制及劳动组织
一、组织循环作业并编制循环图表 1、循环作业
工作面实行“三八”作业制，即三班采煤一班检修。

采煤机双向割煤，追机作业；上行、下行均割煤，往返一次进两刀，由所选采煤机的技术特征表可知，采煤机的截深为0.8m ，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺为0.8m 。

2、循环产量的确定
工作面原煤日产计算公式为：
0C r M D X L A a ⨯⨯⨯⨯⨯=
式中： L —— 回采工作面长度，200m ；
X ——每天循环进刀数， 取8刀； D ——截深， 0.8m ； M —— 煤层厚度， 3.5m ；
r ——煤的容重， 1.30t/m 3； C 。

——回采工作面回产率，取0.95； 把以上参数代入公式得；
A 。

=200×8×0.8×3.5×1.3×0.95 =5532.8t 。

3、正规循环作业图表
二、劳动组织
1、作业方式
由于每天进8刀，为了使采煤班的作业均衡，同时把机械设备检修作为一个班，这样作业方式可确定为两班采煤，一班准备的三八工作制（循环作业图表布局图）。

2、工序安排
综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护方式和滞后支护方式。

由于 K1 煤层上方有 0.2 米的松软炭质页岩，再上面是 8.4 米的泥质细砂岩和炭质页岩互层，硬度系数小，为防止片帮和冒顶，选用及时支护方式进行支护。

由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进8刀，故选择顺序移架方式进行移架。

及时支护方式：采煤机割煤后，支架依次或者分组随机立即前移，支护顶板，输送机随移架移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。

这种支护方式，推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利益行人运料和通风。

3、劳动组织表
单工作面的劳动组织采用追机作业方式。

劳动组织表
4、主要技术经济指标
工作面主要技术经济指标
5、综采工作面设备配套如下：
综采工作面设备配套
第四节采区生产安全措施
一、采煤工作面通风安全措施：
1、采煤工作面通风安全措施：
（1）建立完善独立的通风系统。

采区为“U型+专用尾排瓦斯水泥圆筒”通风系统。

（2）进出材料不得冲撞风门，区域内施工人员严禁破坏通风设施。

（3）各组上山风门外配电点安设KJ90瓦斯分站，随时监测工作面、上隅角、进、回风巷等瓦斯和CO变化情况。

监测电缆必须悬挂在巷道干坡边，距底板1.0~1.5m，与其它电缆线相距不少于0.3m，用绝缘材料固定，并与金属支架隔开。

（4）工作面上下安全出口要加强支护与维护，及时清除安全出口处的煤矸和材料，回风巷堆码材料不得超过巷道断面的1/3。

（5）工作面每月测风不少于三次，如遇风量不符合规定，则必须进行调整。

（6）在距采煤工作面进、出风口以北25～40m处的巷道中分别安设一组压风自救装置（每组设8个自救口袋）；进、回风巷每隔50m安设一组压风自救器，每组压风自救器数量不少于3个压风自救口袋；工作面拉炮点设一组压风自救器，至少设8个自救口袋。

每个压风自救口袋供风量不少于0.1m3/min。

（7）在进、回风巷安设隔爆水袋，水量按安设处巷道断面计算不少于200L/m2。

2、掘进工作面通风安全措施：
（1）巷道掘进采用压入式通风方式。

（2）巷道供风必须实行“三专二闭锁”，并定期检查。

（3）风筒口距工作面齐头距离不得超过5m。

（4）局部通风机安设在进风口上风向10m处的新鲜风流中。

（5）局部通风机任何时候不得停风，因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，并有专人负责管理。

（6）风筒出口距碛头不得大于5m。

风筒沿巷必须吊挂平直，无脱节、破口、无磨擦痕迹，无挤压现象。

（7）在掘进巷道进风口安设瓦斯检测分站；分别于工作面起后3——5m和回风流中安设瓦斯探头，碛头探头报警浓度为≥1.0%，断电浓度为≥1.5%；复电浓度为<1.0%，断电范围局部通风机电源及自身电源；回风风流中的探头报警浓度为≥1.0%，断电浓度≥1.0%。

复电浓度为<1.0%，断电范围与碛头探头一致。

二、瓦斯防治措施
1、掘进工作面瓦斯防治安全措施：
（1）工作面设专职瓦检员，随时进行瓦斯检查，当工作面风流中瓦斯浓度达到１.５％时，或回风流中瓦斯浓度超过１.０％时，立即停止作业，撤出人员至新鲜风流中，待处理好后方可作业。

（2）不得随意停启局部通风机，风筒必须吊挂平直、无脱节、破口，以保证碛头有足够的风量、风速。

碛头悬挂便携式瓦检报警仪一台。

（3）风筒出风口距碛头的距离不得超过５m，防止碛头涌出的瓦斯不能被吹散而引起瓦斯积聚。

（4）因停电停风原因而引起的瓦斯积聚，必须经排放瓦斯后方可施工。

（5）巷道有跨塌高冒处应及时封闭严密，以防止瓦斯积聚。

（6）坚持用好瓦斯监控装置，通风管理部门要严格按规定校验，并加强日常检查维修工作，保证灵敏可靠。

2、回采工作面瓦斯防治措施：
（1）本工作面设专职瓦检员，每班检查不少于三次，并将所测数据填在瓦斯管理牌版上，严禁空班漏检、假检。

瓦斯超限严禁作业。

（2）防止瓦斯积聚的措施：
1）工作面上隅角和运输尾巷易积聚瓦斯，需加强检测，必要时应采取措施处理。

2）工作面出现局部冒顶时，应用排材、笆片、木料等接顶背实。

3）工作面煤壁采直，最多只能出现一个台阶，利于风流畅通。

4）放顶后，冒顶不好处，在切顶线挂风障挡风，以免带出采空区瓦斯。

5）滞后工作面的运输巷不得超过40m，瓦斯超限时，应立即采取措施处理。

报废的进风眼必须密闭。

(3）防止瓦斯超限和引爆火源的措施
1）加强通风，有足够的风量稀释瓦斯。

2）进、回风巷、工作面保持足够的断面。

3）每周对电器设备进行检查，严禁电器设备失爆、电缆漏电。

4）瓦斯超限或瓦斯异常有突出危险预兆时，必须立即停止作业，撤出人员至新鲜风流中。