东井A3煤层采区设计

龟兹矿业有限公司
煤矿东井A3煤层采区设计
编制人：
总工程师：
主管矿长：
批准日期：年月日
执行日期：年月日
龟兹矿业有限公司煤矿
东井A3煤层采区设计审批意见
姓名职务审批意见日期
目录
前言 ................................................................ - 1 - 第一章矿井概况 ...................................................... - 1 - 第二章开采技术条件 .................................................. - 1 - 第三章采区巷道布置 .................................................. - 3 - 第四章采区生产能力、采掘工作面个数、服务年限 ....................... - 5 - 第五章采煤方法、顶板管理 ............................................ - 6 - 第六章通风、压风系统 ............................................... - 13 - 第七章供电系统 ..................................................... - 16 - 第八章提升系统 ..................................................... - 29 - 第九章供排水、降尘、防灭火系统 ..................................... - 30 - 第十章井上下通讯系统 ............................................... - 31 - 第十一章主要技术经济指标 ........................................... - 32 -
附图：
1、东井A3煤层采区巷道布置图；
2、东井A3煤层采区运输系统图；
3、东井A3煤层采区通风系统图；
4、东井A3煤层采区供电系统图；
5、东井A3煤层采区避灾线路图；
6、东井A3煤层采区采煤工作面采煤机进刀示意图
7、东井A3煤层采区采煤工作面及超前支护示意图
8、东井煤层综合柱状图
前言
一、设计依据
1、《龟兹矿业有限公司煤矿东井地质报告》
2、《龟兹矿业有限公司煤矿东井初步设计》
3、《煤矿安全规程》
4、《龟兹矿业有限公司煤矿东井安全专篇》
二、设计要求
1、安全、合理集中生产
2、合理的运输、通风、排水、供电系统
3、保证采煤工作面和采区正常接替
4、尽量利用原有巷道，减少巷道掘进量
5、便于采后密闭，有利于处理各种自然灾害
6、施工方便，尽量避免长距离单孔掘进
第一章矿井概况
龟兹矿业有限公司煤矿东井位于库车河东岸，217国道沿矿区西侧既库车河西岸穿行。

南距库车县101千米，其北为库车县墩阔坦乡煤矿。

矿区面积2.9026平方千米，东西长约2400米，南北宽约1200米。

中心地理坐标为：
东经：83°15′25″
北纬：42°14′22″
煤矿办理的采矿许可证证号为：6500002010121120104706
该矿始建于1993年，现设计生产能力为9万吨，采区北部为墩阔坦矿井边界，，南部为火烧区，留有观测孔，根据观测火烧区内无积水，东、西部为井田边界，均为未开采煤层。

西井现有可采煤层共计5层（见煤层特征表）
东井煤层特征一览表
煤层编号
煤层厚度煤层间距
（米）
顶板岩性
底板岩
性
可采性稳定性
煤层结
构最小值－最大值
A5 1.79－5.09
20
中－细砂岩粉砂岩全区可采较稳定简单
A3
6.45－6.92
6.70（4）
中砂岩
砂砾岩
粉砂岩全区可采稳定简单22
A2
4.67－
5.48
5.08（4）
细砂岩
粉砂岩
细砂岩全区可采稳定简单14
A1 2.01－2.21 粉砂岩粉砂岩全区可采稳定简单东井采用斜井开拓方式
主斜井：半圆拱断面，料石砌碹和锚喷支护，井筒长度149m，倾角22º，井筒内铺
设22kg/m钢轨单钩串车提升，提升容器为1t翻斗矿车，作为下料提运设备和杂物用。

主斜井，担负全矿井运料和进风任务，并作为矿井主要安全出口。

井筒内敷设排水和消
防洒水管路及下井动力、通讯、信号电缆等，设有人行台阶。

皮带斜井：半圆拱断面，料石砌碹和锚喷支护，井筒长度189m，倾角18º，井筒内
运煤铺设1000mm皮带，作为煤炭提升用。

皮带斜井，担负全矿井提煤任务，并作为矿
井第二安全出口。

井筒内敷下井动力、通讯、信号电缆等，设有人行台阶。

在井田走向中部+1828m水平垂直煤层走向布置回风平硐，回风平硐长360m，锚喷
支护，净断面积5.8m2，担负全矿井的回风任务，兼作矿井第二安全出口。

第二章开采技术条件
一、水文地质条件
井田位于库车河东岸，井田西部边界距库车河约600～700m，其间为库车河一、二级阶地，该段河床标高1765.5m，井田内的地面标高在1798.2～2208.3m。

井田北、西、南三面被冲沟环绕，西临库车河二级阶地中间为山梁，周边沟帮陡崖，形成多处悬崖陡壁，沟底到山梁的高差达41m之多。

环绕井田的冲沟仅春季冰雪融化期和夏秋两季遇暴雨时才有短暂水流流向库车河，无常年性地表水体，也无泉水分布。

本区位于天山褶皱带南麓的低中山区，为流水冲蚀的山地地貌，区域上属库车河流域，库车河及各支流均发源于煤矿区以北铁里买德达坂的南麓，以冰雪融化水大气降水及泉水为补给源，年径流量2.441亿立方米，流量随季节性变化，冬季和春季为枯水期，径流量尽占全年总流量的5.6％，夏、秋两季和初春融雪期为丰水期，7－8月份有山洪爆发。

该矿区井下涌水量为80m3/h
二、地质构造
本井田在向斜轴南翼一侧，南向北倾斜，倾角10~15º左右，工作面东部在向斜轴北翼一侧，倾角3~5º左右，整个工作面倾斜方向不一致。

采区东翼为艾肯沟，向斜南翼即井田北部边界处以及东部转折端露头部分均已自燃。

本井田为一宽缓向斜构造，属构造简单类型。

三、煤层赋存情况
位于塔里其克组下段中部，ZK1、ZK2钻孔及1号斜探井、2号斜探井均揭露该煤层，煤层厚度6.45～6.92m，平均厚度6.70m，单一结构，属稳定煤层。

距上部A5号煤层间距为20m。

采区南翼均已自燃。

四、煤层顶底板岩性
属于稳定煤层，煤层结构简单，顶板为一厚20米左右的灰白色中－细砂岩，底板为一厚22米左右的深灰色粉砂岩。

五、煤质
井田内各煤层属于特低灰、特低硫、特低磷、高发热量的煤。

其中A3为45号气煤（45QM）均属于炼焦配煤。

六、老窑情况
矿井东北部有一小窑采空区，内部地质情况不明，需保留足够防水煤柱。

七、瓦斯情况、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性
依据地质报告，地质工作共采集了A6、A5、A3煤层3个自燃样，送交煤田地质局综合试验室进行测试。

化验测试结果表明，井田内煤层属二类自燃煤层。

根椐调查，该井田内及周边有大面积火烧区，各生产矿井均有自然发火史，自然发火期一般为3～6个月，故设计按矿井为自然发火煤层考虑。

2010年10月西井A3煤层进行了瓦斯等级鉴定结果，瓦斯相对涌出量为2.89m3/t，瓦斯绝对涌出量为0.55m3/min，二氧化碳相对涌出量为3.05m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.58m3/min。

确定矿井属低瓦斯矿井。

按上述鉴定结果，根据《煤矿安全规程》，确定矿井为沼气矿井。

地质报告对A6、A5、A3号煤层采集了2个煤尘爆炸样，测试结果表明，A6、A5、A3煤层均具有爆炸危险性。

第三章采区巷道布置
一、开采顺序
A3采区东翼布置一个工作面；西翼根据上层A5煤层火烧情况预计布置两个工作面，由北向南回采。

二、巷道布置
+1823m水平以下布置A3煤层运输下山（运输煤炭）、A3煤层回风下山（回风）、A3煤层进风下山（进风、运输）为本采区服务；、A5煤层回风下山（井底车场回风）为全矿井服务。

+1779m—+1834m布置有主斜井（运输、行人、进风），皮带斜井（提煤）。

为本采区服务的下山和采煤工作面两顺槽均为煤巷，沿煤层底板掘进，为保证采煤工作面运输、行人、通风和矿井质量标准化的的需要，所有煤巷净宽度4.2m，保证巷道高度3m。

因矿井矿井A3煤层较厚，为托顶煤掘进，A3煤层巷道顶部需打锚索支护，巷道帮部进行锚网支护，见巷道断面图。

附：A3煤层采区巷道布置平面图
采区巷道断面特征
巷道长度m 支护形式锚网支护
净断面12.6m2毛断面13.2m2
巷道净高度3m 每米工程量13.2 m3
巷道净宽度 4.2m
附图一：采区巷道断面图
三、采区尺寸
采煤工作面位于东井主斜井的两翼，沿煤层走向布置，工作面运输巷自A3煤层进风下山和A3煤层运输下山起向两翼走向长720m-900m，，工作面轨道巷：采区东部工作面自A3探巷向西走向长630m，采区西部工作面自A3西翼边界巷向西走向长880m，采煤工作面设计长度为130m。

四、采区主要生产系统
（一）运煤系统
工作面的煤（工作面刮板运输机）――采煤面下顺槽刮板运输机――采煤面下顺槽皮带运输机――A3煤层运输下山皮带运输机――A3煤仓――斜井皮带――地面。

（二）运材料、矸石系统
地面――主斜井串车提升――+1800水平车场（+1825水平车场）――（西翼采区A3进风平硐）――（A3西翼边界巷）――采煤面上顺槽矿车运输――采煤工作面（三）通风系统
本采区是在矿井主扇全负压下，形成完整的全负压通风系统，采区内掘进工作面采用局扇压风。

通风方式为机械抽出式，由主斜井、皮带斜井进风，风井回风。

1、通风线路：
主斜井――A3车场――（A3进风平硐）――（A3西翼边界巷）――A3煤层进风下山――各个采掘工作面和其它用风地点――A6煤层回风下山――风井――地面；
皮带斜井――井底车场――回风平硐――风井――地面。

2、风井位置和服务年限：
回风平硐位于混合提升斜井以西30m处，井口标高+1828m，垂直煤层走向布置，平硐长360m。

（四）供排水系统
采掘工作面和井下用水地点所需水源来自地面清水池，经主斜井、A3车场、A6煤层运输下山3寸供水钢管到达采区各用水地点。

根据《库孜翁牧场煤矿东井地质报告》和以往采煤工作面经验，雨季时最大涌水量80m3/h，采掘工作面涌水排入A3水仓，泵房安装两台D85－45³2型离心泵。

其中一台工作，一台备用，有二趟6寸排水管，通过平硐-暗斜井，直接排到地面；+1725m水平以下采掘工作面涌水，通过各个采掘工作面临时水仓直接排入+1725m水平水仓。

（五）压风系统
压风系统来自地面20m3压风机，通过采煤面上、下顺槽里3寸钢管通到采煤工作面。

（六）供电系统
1、电源概述：
本矿井位于库车县城北101km的库车河东岸，矿井电源现状及周围电源状况如下：矿井周围电源状况如下：
墩阔坦乡煤矿35kV变电所：位于龟兹矿业煤矿公司东北侧约1km处，建成于2010年11月，变压器容量为1x6.3MW，进、出线电压为35kV、10kV，其35kV电源由榆树沟35kV变电所采用LGJ-70/18km架空输电线路引至，榆树沟35kV变电所电源引自俄
矿110kV变电所35kV侧，俄矿110kV变电所已与新疆主电网联网，供电电源可靠；可
做为本矿的一回工作电源。

另外，煤矿自备柴油发电机1台。

2、井下照明：
（1）由矿用防爆型照明信号综合保护装置提供。

（2）混合提升斜井和主要运输巷设置矿用防爆型日光灯照明。

3、井下“两闭锁”：
井下各工作面必须实现风电、瓦斯电闭锁。

（七）通讯系统
井下HBZ(G)-IA型矿用本安型电话机实行矿调度室和井内外通讯。

四、采区煤柱
处各采煤工作面间保留10米煤柱外，每个采煤工作面回采结束还保留20米煤柱。

第四章采区生产能力、采掘工作面个数、服务年限
一、采区设计生产能力
东井现设计生产能力为9万吨/年，但由于东井正在做产能升级改造。

因此为以后
做好准备工作。

A6采区设计生产能力为45万吨/年。

二、采掘工作面个数
（一）回采工作面个数
从采区几条下山向西布置A301、A302、A303合计3个采煤工作面。

（二）掘进工作面个数
东井A3采区主要掘进工作面，包括3个采煤工作面的上、下顺槽、切眼及联巷、A3采区的三条下山，共计掘进工作面14个掘进面。

三、采区服务年限
（一）由于采区上部已有部分回采，A301回采工作面已经回采。

根据地质报告和A3煤层采区现有资源量，可采储量计算如下：
A301采煤面可采储量：51.7万吨
A302采煤面可采储量：89万吨
A303采煤面可采储量：90万吨
采区合计可采储量：51.7+89+90=230.7万吨
（二）采区服务年限
根据采区地质构造、勘探程度和通风能力核定产量，储量备用系数取1.4，矿井服务年限计算如下：
Tz= Z/(K³A)
式中Z——可采储量，230.7万吨；
K——储量备用系数，取1.4；
A——矿井设计生产能力，9万吨/年。

矿井服务年限为：18.3年
第五章采煤方法、顶板管理
一、生产工艺
采煤机斜切进刀→割煤→移架→推前部输送机→放顶煤→拉后部运输机
二、回采工艺说明
1、采煤机进刀方式
附图：综放工作面进刀方式示意图
2、拉移支架（擦顶移架）
移架的操作顺序为：降前探梁→（收伸缩梁）→降主顶梁（200mm以内）→移支架→升前探梁→（伸前探梁）。

移架时，以能使支架前移为宜，主顶梁下降200mm以内，防止咬架或漏顶煤。

如机道顶煤破碎必须将支架前伸梁伸出护住机道新露出的顶煤，防止机道漏顶。

移架步距为0.6m。

移架后，支架要呈一直线，并控制最小端面距不得大于340mm。

升架时，支架必须接顶，支架全部升紧，初撑力达到要求，移架滞后采煤机后滚筒不得超过5m，否则必须停机，等待拉架。

3、推前部输送机
前部输送机滞后采煤机后滚筒15 m以外推入，跟机分段推入，保证输送机呈一直线，弯曲段长度不得低于15 m，不得出现急弯子，以防出现断链环、哑铃棒或溜槽错口。

4、放顶煤
①本面采用割煤与放煤，先割后放平行交叉作业，割煤时以前溜煤量为主，割煤机后部放煤，采用多轮间隔双头放煤，控制前、后溜煤量。

②放顶煤步距：根据21201工作面的实际情况，初次放顶煤与初采同时进行，即工作面开始回采时，就进行初次放煤，详细情况见初采安全技术措施。

正常放顶煤步距0.6米，即每割一刀底煤放一次顶煤。

③放顶煤顺序：本工作面设三名专职放煤工按支架编号顺序间隔放煤，同时，两放煤工间隔距离不小于10架,并由一名副班长负责监督放煤和管理放煤工作。

5、拉后部输送机
放完煤后，拉后部输送机与前部输送机相同，分段拉回，拉后部输送机后保证呈一直线，不得出现急弯子，以防出现断哑铃棒或溜槽错口。

6、工作面正规循环生产能力
W＝LShγc＝128.5³0.6³10.6³1.4³0.83＝949.66 t
式中W —正规循环生产能力
L—工作面长度，m；
S—正规循环推进长度，m；
h—采高（割煤高度+放煤高度），m；
γ—煤的视密度t/m3；
c—工作面的采出率。

三、采放比
ZF4800/17/30放顶煤支架支护高度1.7-3.0m,采煤机MG160/375-QWD1采高1.4～3.15m,据此采煤机采煤高度2.4-2.6m，平均2.5m, 最大采放比2.5:5.7=1:2.28 。

符合采放比不大于1：3的要求。

四、放煤步距
根据A3煤层的实际情况，初次放顶煤与初采同时进行，即工作面开始回采时，就进
行初次放煤，详细情况见初采安全技术措施。

正常放顶煤步距0.6米，即每割一刀底煤
放一次顶煤。

二、工作面设备的选型
（一）A3煤层综采工作面液压支架技术参数
ZF4800/17/30液压支架
支撑高度：1700～3000mm，支撑宽度：1430～1600mm，
初撑力：39.6MPa，工作阻力：4800kN，
支护强度：0.75～0.84MPa，移架步距：600mm。

（二）A3煤层综采工作面刮板输送机技术参数
SGB630/264型可弯曲刮板输送机
电机功率:2³132kW，运输能力:600t/h。

链速:1.18m/s 刮板间距：630mm
（三）A3煤层综采工作面桥式转载破碎机技术参数
SZZ630/90型桥式转载机，PLM—500型锤式破碎机
机身总长度:32m，链速:1.34m/s
电机功率:90+90kW，运输能力：550t/h，
机尾搭接刮板输送机机头段长度:6m。

（四）A3煤层综采工作面双滚筒采煤机技术参数
牵引速度:0～6.0m/min，电牵引，销轨式无链牵引，
选用MG160/375-QWD1型采煤机一部，
适应煤厚1.4～3.15m，倾角≤38°，煤质中硬，
截割电机功率:2³160kW 牵引电机功率：2³55KW
调高电机功率：18KW 电机总功率:448kW，
滚筒截深:630mm，滚筒直径:φ1.4mm，
机面高度1140mm，两滚筒水平中心距:10.8m，
最大截割高度3150mm；最大下切深度125mm，
（五）A3煤层综采工作面伸缩式胶带输送机技术参数
选用SSJ-800型胶带输送机
储带长度:80m，骑跨胶带尾长度:12m，
电机功率:2³40kW，运输能力:400t/h，
带宽:0.8 m，带速:2m/s
三、顶板管理方式
（一）支护设计
1、合理支护强度的计算：
（1）支护阻力验算
根据容重计算公式：
P1=（q+1）³9.8³γSHCosα
式中：P1───工作面顶板支护需要支架的工作阻力，kN；
9.8 ───9.8N/kg；
S───支架平均支护面积，根据实测计算取7.14m2；
H───采空区顶板垮落高度，H=M/K-1；
式中：M──最大采高，取2.5m；
K──岩石碎胀系数，取1.35；
代入数据得：H=2.5/（1.35-1）≈7.14(m)
γ───顶板岩石容重，取2.5t/m3；
q───动载系数1.5～2.0，根据A3012工作面顶板情况取1.8；
α───煤层倾角，取平均值17°；
代入数据得：P1=（1.8+1）³9.8³2500³8.1³8.3³Cos22°≈4276152（N）≈4276.2kN
ZF4800-17/30型液压支架工作阻力为4800kN>44276.2kN。

因此ZF4800-17/30型液压支架能够满足本工作面工作阻力的要求。

2、支护强度验算
根据采高计算公式：P2=8hγ³9.8
式中：P2───工作面顶板支护需要的支护强度，MPa；
8───根据龟兹矿业顶板管理经验，顶板垮落高度取8倍采高；
h───工作面采高，取3.0m；
γ───顶板岩石容重，取2500kg/m3；
9.8───9.8N/kg；
代入数据得：P2=8³3.0³2500³9.8=588000（N/m2）≈0.59MPa
ZF4800-17/30型液压支架支护强度为0.75MPa>0.59MPa。

因此ZF4800-17/30型液压支架能够满足本工作面支护强度要求。

3、选择支护材料
ZF4800/17/30型液压支架、π型梁、、铰接顶梁、单体支柱。

4、乳化液泵站
（1）泵站选型、数量
采煤工作面乳化液泵站采用2台WRB200/31.5 乳化液泵和一个泵箱。

（2）泵站设置位置
乳化液泵站放置在工作面轨道顺槽，距工作面最小距离不低于60m。

（二）工作面顶板控制
工作面在正常回采期间采用全部垮落法控制采空区顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落。

正常时期工作面采用液压支架进行支护顶板，移架时采用本架操作，追机依次顺序移架，每次仅限移动一架，移架需紧跟采煤机，如果顶板破碎或煤壁片帮严重时则要紧跟前滚筒移架，超过此距离时必须停止割煤。

ZF4800/17/30型液压支架最小控顶距5400mm，最大控顶距6000 mm。

工作面正常回采时支架要紧贴煤壁和顶板，端面距最大不允许超过340mm。

（三）运输巷、回风巷及端头顶板控制
1、工作面运输巷、回风巷的顶板控制
上、下顺槽超前支护根据各区段煤层高度选取DW31.5~DW35型单体支柱配合1.2m 铰接顶梁一梁一柱三排走向棚支护顶板，下顺槽超前支护根据各区段煤层高度选取DW31.5~DW35型单体支柱配合1.2m铰接顶梁一梁一柱两排走向棚支护顶板，背塑编网护顶，顶板不平或破碎时，加背木。

超前支护长度不小于25m，上巷靠上帮、下巷靠下帮作为人行道时，宽度不得小于800mm。

四、工作面端头的管理
煤壁至关门支柱的巷道空间为端头支护范围。

1、支护设计
（1）上端头支护设计
上端头支护方式主要以端头液压支架配合单体支柱及铰接顶梁支护。

排距为当端头支架与上帮距离为不大于1.0m时支设一路（上帮为站在轨顺面向工作面左帮），当距离大于1.0m，每增加0.8m加一路铰接顶梁支护。

当顶板压力较大采取一梁两柱支护。

当上端头压力较大或顶板较破碎时，采取在端头支架平行于工作面上工字钢加强顶板维护，工字钢间距0.6～1.0m。

（2）下端头支护设计
下端头支护方式主要以端头液压支架配合单体支柱及一字铰接顶梁支护。

在转载机下帮支设一路一字铰接顶梁支设。

当单体支柱与转载机煤帮侧距离在大于0.5m时每增加0.8m支设一路一字铰接顶梁，当顶板压力较大采取一梁两柱支护。

根据工作面端头支护布置方式对支护强度进行校验。

根据工作面岩层情况，顶煤厚度最大5.7m，直接顶厚度取5m，端头支护长度按7m 计。

工作面端头最大载荷为：
P=S³(H
煤r
煤
＋H
直接顶
r
岩石
)³k ³g
S ：为超前支护面积，取超前距离7m，巷道宽度轨道顺槽取3.6m，皮带顺槽取3.6m H煤：为顶煤最大厚度，取5.7m
H直接顶：为直接顶厚度，取5m
r：顶板煤岩容重，kg/m³，r
岩石=2.4³10³，r
煤
=1.3³10³
K ：为动载系数，取1.1 g：取10N/Kg
皮顺计算：
P=S³(H
煤r
煤
＋H
直接顶
r
岩石
)³k ³g
=7³3.6³（5.7³1.3³10³＋5³2.4³10³）³1.1³10
=5380KN 轨顺计算：
P=S³(H
煤r
煤
＋H
直接顶
r
岩石
)³k ³g
=7³3.6³（3.3³1.3³10³＋5³2.4³10³）³1.1³10
=5380KN
在上、下端头分别有20棵、单体液压支柱，取每根单体支柱平均承担的最大重量（下端头）验算：
F=（5380-4400）/20=49（KN /根）
DQZ-3150A单体液压支柱参数如下：
初撑力：90 KN；
最大工作阻力：250 KN；
支撑高度：2.3～3.15m；
现有单体液压支柱的最大工作阻力为250 KN，均大于F，故支护满足要求。

2、支护要求
（1）上端头支设严格按支护设计进行支护，单体支柱距离帮部及液压支架应不小于0.3m。

下端头下帮支设单体支柱距离转载机挡板应不小于0.2m。

顶板破碎时，选用3.5m长的11#矿用工字钢配合端头支架和单体支柱维护顶板。

（2）端头煤壁线至工作面正常支架的一段回采面,长度为3组支架宽4.5m，此段以工作面支架配合木板、双层金属网护顶，高度不低于2.2m，金属网(10#镀锌铁丝制成）规格为1.3³6m经纬网，网格50³50mm；连网丝采用长0.55m 的12#镀锌铁丝。

经纬网间的横向及纵向搭接长度不小于0.2m，新网与巷道顶部的菱形网搭接长度不小于0.5m，网扣间距不大于0.3m。

当此处顶板较破碎时可适当增加搭接长度，缩小网扣间距以加强连接强度。

上、下端头顶板菱形网有刮破的要及时补网。

（3）上端头在端头架的切顶线处支设双排切顶密集支柱，柱距不大于0.5m；下端头在端头架的尾梁处支设双排切顶密集支柱，柱距不大于0.5m，以加两端头的安全性。

（4）端头不得出现空载的一字顶梁。

端头支护的前移、支设应在端头支架达到初撑力后方可进行。

跨溜头、溜尾要及时使用一字顶梁配合单体液压支柱进行支护顶板。

当顶板出现地质变化，或顶板不平时，顶梁上应用木料垫平背实，不得出现空顶部位。

在支柱部位尤其更须背实，不得出现柱顶空虚现象。

钢梁下面的支柱必须保持完好，失效者立即更换，支设必须符合质量要求。

（5）当超前支护区域的工字钢棚支护进入端头区域时，不再回撤工字钢棚而直接
作为端头支护使用，工字钢一端搭接到端头支架顶梁上，中间及另一端支设单体支柱（端头支架与两个单体构成一棚三腿）。

3、支护质量标准
（1）支柱纵横成线,偏差小于±l00mm。

（2）支柱应支到实底,并做到迎山有力。

（3）单体支柱初撑力不小于90KN。

（4）所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘,并拴好防倒绳。

（5）两巷的支撑高度不得低于1.8m，顺槽出口处不得低于2.0m，行人道宽度不得小于0.8m，单体支柱活柱行程不得小于200mm。

（6）两巷单体支柱均穿铁鞋（Q235钢，边长400mm）支护。

4、柱鞋强度验算
单体液压支柱的最大工作阻力为250 KN。

现使用的柱鞋为400³400mm
柱鞋承受的最大压力为：
P=F/S=1.56MPa
底板允许比压为6 MPa。

所以选用边长为400mm的柱鞋完全符合要求。

四、采煤工作面循环数、月进尺、年进度
作业形式采用“三八”制作业形式，每天两个班生产，每班8个小时，一个班检修，检修时间为8个小时。

本工作面采用多循环作业形式，循环进尺0.6m。

（一）循环过程为：割煤→移架→放煤→返刀→推溜→清煤。

（二）工作面日循环次数的确定
1、工作面每次循环所需时间Td
Td=K2L(1/V1+1/V2)+t2
式中：
K2—每刀煤辅助作业时间系数，取1.5，
L—工作面长度为130 m，
V1—采煤机割煤速度，4~10m，取4 m/min
V2—采煤机装煤速度，5~13.12m，取5m/min
t2—采煤机进刀时间，15 min
放煤与割煤平行作业，机头放顶需要15分钟
所以，Td=1.5³130³(1/4+1/5)+15+15=117.8min
2、工作面日循环次数：N=60K1(24-t1)/Td
式中：
K1—事故影响系数，取0.85
t1—预备工作时间，6小时
Td—同上
所以N=60³0.85³(24-6)/117.8=7.8个，取N=7个
3、日产量计算
（1）班产量计算：
按每天上两个生产班，每班3.5刀煤计算，
Q=D³L³H³V³C
式中：
Q-班产量，吨
D-班进度，3.5³0.6=2.1 m，
L-工作面长度，初期按平均130 m
H-采高，平均为6m
V-煤的容重，1.3 t/m3
C-回采率，95%
则工作面每班产量为：Q=2.1³130³6³1.3³85%=2023吨
（2）日产量计算：2023³2=4046吨
4、月产量计算
月进尺：4.2³26=109.2米
月产量计算：4046³26=105196吨
5、年产量计算
年进尺：156³11=1201.2米
年产量计算：105196³11=1157156吨
第六章通风、压风系统
一、通风系统、通风方式
本采区是在矿井主扇全负压下，形成完整的全负压通风系统，采区内掘进工作面采用局扇压风。

通风方式为机械抽出式，由平硐-暗斜井进风，风井回风。

通风线路：
主斜井――A3车场――A301上顺槽――A301切眼――A301上顺槽――A3回风巷――回风巷――地面
主斜井――A3西翼进风平巷――A3西翼边界巷――A302上顺槽――A301切眼――A302下顺槽――A3回风巷――回风巷――地面
二、采区风量
（一）按井下工作最多人数计算
Q矿井= 4³N³K
Q矿井= 4³110³1.25 = 550m3/min
式中：4——《煤矿安全规程》规定的每人每分钟最低供风量（4 m3/min）。

N——井下工作最多人数，按110人。

K矿通——矿井通风系数，K矿通宜取1.15～1.25，取1.25。

（二）按采煤、掘进、峒室及其作地点实际需要风量的总和计算；
矿井总进风量：Q矿进=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）*K矿通。

式中：∑Q采——采煤实际需要风量的总和，m3/min。

∑Q掘——掘进实际需要风量的总和，m3/min。

∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/min。

∑Q其它——矿井除了采煤掘进硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/min。

K矿通——矿井通风系数，K矿通宜取1.15～1.25，取1.25。

1、采煤工作面所需风量计算
低瓦斯矿井综采工作面应按瓦斯涌出量、工作面温度、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算。

（1）按瓦斯涌出量计算
Q采＝100²q采²Kc＝100³3.04³1.6＝486.4m3/min
式中：Q采--- 采煤工作面实际需要风量，m3/min；
q采--- 采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；
q采＝q²A日/（24³60）
＝1.23³3556.8/（24³60）＝3.04m3/min。

式中：q --- 矿井瓦斯相对涌出量：1.23m3/t；
A日--- 工作面日产量：t。

A日=nLShC= 7³130³0.6³6³1.3³0.85＝4046 t
A日—正规循环生产能力，t；
n—7刀/天
L—工作面长度，m；
S—正规循环推进长度，m；
h—采高，m；。