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中图分类号：TD823 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2016）28-0003-01
采用高档普采。采面使用采煤机落煤，刮板运输机运煤。支护采用液压单体支柱和π钢梁支护，顶板管理采用全部冒落法。
一、工作面
1、工作面长度
根据该矿煤层赋存条件，采区煤层特点，工作面长度确定为80～160m。生产过程中，可根据地质条件的变化及生产经验加以调整，以期达到最好的经济效果。
2、采高
根据煤层厚度、选择的采煤工艺和配套设备生产能力，参照类似条件矿井的生产实践，工作面采高即为煤层厚度，煤层厚度局部小于采煤机截割的最小高度和液压支架支护的最小厚度时：可局部割顶底板。Ⅳ5层采高0.8～2.18m，Ⅳ3层采高0.8～1.3m。
3、月进度及年进度
三班生产，工作面日推进度1.8m，年推进度为505m，工作面回采率为97%（工作面煤层厚度小于等于1.3）～95%（工作面煤层厚度大于1.3）Ⅳ5煤层工作面原煤生产能力为149kt /a。
4、工作面顶板管理
工作面顶板采用全部垮落法管理。
二、主要采煤机械设备
采区设计生产能力149kt /a，工作制度：330d/a。布置一个机采工作面，工作面设计生产能力为149kt /a。工作面平均日产量应不低于531t：
Q=149000/（330×0.85）=531t/t。
1、设计依据
1）工作面条件：面长160m，煤层厚度1.42m;
2）采煤工艺：采煤高度Hg=1.42m，截深B=600mm。
3）单循环出煤量：W=L×S×h×γ×c=160×0.6×0.85×1.37×0.95
=177t式中：W——正规循环的产量，t;L——工作面长度，160m;
S——循环进度， 0.6m;h——平均采高，1.42m;γ——煤的容重， 1.37t/m3; C——工作面回采率，取95%
4）每天采煤循环次数：N=531/177=3
5）一次循环时间：T1=18/8=2.25h
2、采煤机计算采煤机的平均截割速度：
式中：L—工作面长度，160m;H—采高，1.42m;B—截深，0.6m;r—煤层容重，1.37t/m3;I—采煤机开缺口行程，30m。γ-工作面回采率，95%。td—每天工作时间，18h;η—采煤机开机率，取0.6。采煤机的最大截割速度：Vmax=KV=1.3×0.88=1.14 m/min式中： K—采煤机割煤不均匀系数，取1.3;
采煤机截割功率：N=60×B×H×Vmax×Hw/3.6=60×0.6×1.42×1.14× （2.5～3.0）/3.6
=40.47～48.56kW
式中：Hw—采煤机能量消耗系数，取2.5～3.0kW·h/m3。
设计选择一台矿已有的MG170/410—WD电牵引采煤机，该采煤机截割头功率为2×170kw，装机总功率为410kW，满足要求;
3、工作面可弯曲刮板输送机
设计选择SGZ630/264型可弯曲刮板输送机，输送能力为250t/h，装机总功率为220Kw。
三、运输顺槽刮板运输机、胶带输送机
顺槽设备能力应满足工作面生产能力要求;转载机和胶带输送机的能力均按下式确定：
Qmax≥Q工=78.94t/h
四、液压单体支柱
根据确定的采煤方法，回采工作面采用全部垮落法管理顶板。采场单体液压支柱和成对π型钢梁支护顶板。
1、单体支柱支护方式
由于煤层厚度变化范围较大，本次设计按平均煤厚选取，生产中应按所采煤层的实际煤厚和顶板压力选取。最大控顶4.2m，排距0.6m，柱距1.0m，单体和3.6m的л钢梁支护，每根单体支护面积为0.5㎡/根;
2、单体支柱规格选择
1）支护密度计算方法
按采高1.42m计算顶板压力：采用经验公式计算顶板压力
P顶板压力=9.81×N×R×K =9.81×1.42×2.5×5
=174.13KN/ m2
式中：N—工作面采高，1.42 m;
R—顶板岩石容重，取2.5t/m3;
K—支撑上覆岩石厚度与采高比一般取4～8。
选择DW20-300/100（考虑后期采面复用）外注式单体，额定工作阻力为R=300KN，根据煤层的实际地质条件，单体实际支撑能力
Rt=kg·kz·kb·kn·ka·r=0.99×0.95×0.95×0.95×1.0×300
=255KN
单体实际的支撑能力为255KN。支柱密度计算：N=Pt/Rt=174.13/255=0.68根/ m2，每根单体支护面积：1÷0.68=1.47m2/根
（2）支護强度计算方法
工作面支柱方式设计，设计排距0.6 m，柱距1.0m，最大控顶距4.2 m，最小控顶距为3.6 m，使用3.6m的л钢梁，通过计算每根单体支柱的支护面积为：
S大=4.2×1.0/8=0.53m2/根;S小=3.6×1.0/8=0.45m2/根;
选择DW20型外注式单体液压支柱额定工作阻力为300KN。
选用支柱支撑能力Rt =255 KN
采面每根支柱的实际支护强度为P= P顶板压力×S大=174.13×0.53=92.3kN〈255 KN
通过计算，在上述工作面单体的布置方式下，支柱的实际支护强度大于顶板实际压力，说明支护密度选择合理。
切顶柱布置方式，应采用密集支柱切顶。布置方式：密集支柱切顶，在切顶线侧的规格柱内加打一根点柱。
采煤工作面两巷安全出口在20m范围内需采用的加强支护布置方式。切顶柱布置方式：
切顶柱布置采用戗棚形式，沿切顶线在切顶柱内侧架设戗棚，以防止采空区冒落推倒切顶柱。
所有支柱必须找好迎山角度，挖好柱窝，使单体达到初撑力。
刷帮、找顶时人员必须站在作业地点的上侧，下侧5.0米严禁有人逗留和作业。帮、顶必须刷实、找净。
加强密柱管理，防止采空区岩石竄入工作面。
采空区处理
工作面正常开采时采用自然陷落法管理顶板，见五回一，密集支柱切顶方式。
工作面初采时采用人工强制放顶方式管理采空区顶板。由于工作面顶板岩石为砂岩， 胶结緻密，整体性强，不易冒落，在初采时设计采用强制放顶方式管理顶板，在老塘侧沿工作面倾斜方向打挑顶眼，采用强制方顶，放顶与工作面推进同步进行，直到工作面顶板放下来为止。
由于工作面倾角为6°，不必采取防滑防倒措施。
正常生产时，如果老塘悬顶倾斜超过5m、走向超过2m时，采用与初次放顶同样的方式，直到老塘悬顶垮落为止。
上下安全出口
在工作面运输、回风顺槽20m范围内加强支护，前10m采用双排支护，后10m采用单排支护。
五、回采工艺
工作面采用采煤机割煤，支护采用单体液压支柱配合2.4mπ型钢梁支护方式。支架采用对棚迈步式错梁布置，排距0.6m，柱距1.0m，交替迈步前移。梁端距煤壁0.2m，超前梁后跟一带帽点柱，放顶步距为0.6m，最大控顶距为4.0m，最小控顶距为3.4m。工作面采用追机支架。
工艺顺序：采煤机割煤→移溜→支架、回柱放顶。
采用高档普采。采面使用采煤机落煤，刮板运输机运煤。支护采用液压单体支柱和π钢梁支护，顶板管理采用全部冒落法。
一、工作面
1、工作面长度
根据该矿煤层赋存条件，采区煤层特点，工作面长度确定为80～160m。生产过程中，可根据地质条件的变化及生产经验加以调整，以期达到最好的经济效果。
2、采高
根据煤层厚度、选择的采煤工艺和配套设备生产能力，参照类似条件矿井的生产实践，工作面采高即为煤层厚度，煤层厚度局部小于采煤机截割的最小高度和液压支架支护的最小厚度时：可局部割顶底板。Ⅳ5层采高0.8～2.18m，Ⅳ3层采高0.8～1.3m。
3、月进度及年进度
三班生产，工作面日推进度1.8m，年推进度为505m，工作面回采率为97%（工作面煤层厚度小于等于1.3）～95%（工作面煤层厚度大于1.3）Ⅳ5煤层工作面原煤生产能力为149kt /a。
4、工作面顶板管理
工作面顶板采用全部垮落法管理。
二、主要采煤机械设备
采区设计生产能力149kt /a，工作制度：330d/a。布置一个机采工作面，工作面设计生产能力为149kt /a。工作面平均日产量应不低于531t：
Q=149000/（330×0.85）=531t/t。
1、设计依据
1）工作面条件：面长160m，煤层厚度1.42m;
2）采煤工艺：采煤高度Hg=1.42m，截深B=600mm。
3）单循环出煤量：W=L×S×h×γ×c=160×0.6×0.85×1.37×0.95
=177t式中：W——正规循环的产量，t;L——工作面长度，160m;
S——循环进度， 0.6m;h——平均采高，1.42m;γ——煤的容重， 1.37t/m3; C——工作面回采率，取95%
4）每天采煤循环次数：N=531/177=3
5）一次循环时间：T1=18/8=2.25h
2、采煤机计算采煤机的平均截割速度：
式中：L—工作面长度，160m;H—采高，1.42m;B—截深，0.6m;r—煤层容重，1.37t/m3;I—采煤机开缺口行程，30m。γ-工作面回采率，95%。td—每天工作时间，18h;η—采煤机开机率，取0.6。采煤机的最大截割速度：Vmax=KV=1.3×0.88=1.14 m/min式中： K—采煤机割煤不均匀系数，取1.3;
采煤机截割功率：N=60×B×H×Vmax×Hw/3.6=60×0.6×1.42×1.14× （2.5～3.0）/3.6
=40.47～48.56kW
式中：Hw—采煤机能量消耗系数，取2.5～3.0kW·h/m3。
设计选择一台矿已有的MG170/410—WD电牵引采煤机，该采煤机截割头功率为2×170kw，装机总功率为410kW，满足要求;
3、工作面可弯曲刮板输送机
设计选择SGZ630/264型可弯曲刮板输送机，输送能力为250t/h，装机总功率为220Kw。
三、运输顺槽刮板运输机、胶带输送机
顺槽设备能力应满足工作面生产能力要求;转载机和胶带输送机的能力均按下式确定：
Qmax≥Q工=78.94t/h
四、液压单体支柱
根据确定的采煤方法，回采工作面采用全部垮落法管理顶板。采场单体液压支柱和成对π型钢梁支护顶板。
1、单体支柱支护方式
由于煤层厚度变化范围较大，本次设计按平均煤厚选取，生产中应按所采煤层的实际煤厚和顶板压力选取。最大控顶4.2m，排距0.6m，柱距1.0m，单体和3.6m的л钢梁支护，每根单体支护面积为0.5㎡/根;
2、单体支柱规格选择
1）支护密度计算方法
按采高1.42m计算顶板压力：采用经验公式计算顶板压力
P顶板压力=9.81×N×R×K =9.81×1.42×2.5×5
=174.13KN/ m2
式中：N—工作面采高，1.42 m;
R—顶板岩石容重，取2.5t/m3;
K—支撑上覆岩石厚度与采高比一般取4～8。
选择DW20-300/100（考虑后期采面复用）外注式单体，额定工作阻力为R=300KN，根据煤层的实际地质条件，单体实际支撑能力
Rt=kg·kz·kb·kn·ka·r=0.99×0.95×0.95×0.95×1.0×300
=255KN
单体实际的支撑能力为255KN。支柱密度计算：N=Pt/Rt=174.13/255=0.68根/ m2，每根单体支护面积：1÷0.68=1.47m2/根
（2）支護强度计算方法
工作面支柱方式设计，设计排距0.6 m，柱距1.0m，最大控顶距4.2 m，最小控顶距为3.6 m，使用3.6m的л钢梁，通过计算每根单体支柱的支护面积为：
S大=4.2×1.0/8=0.53m2/根;S小=3.6×1.0/8=0.45m2/根;
选择DW20型外注式单体液压支柱额定工作阻力为300KN。
选用支柱支撑能力Rt =255 KN
采面每根支柱的实际支护强度为P= P顶板压力×S大=174.13×0.53=92.3kN〈255 KN
通过计算，在上述工作面单体的布置方式下，支柱的实际支护强度大于顶板实际压力，说明支护密度选择合理。
切顶柱布置方式，应采用密集支柱切顶。布置方式：密集支柱切顶，在切顶线侧的规格柱内加打一根点柱。
采煤工作面两巷安全出口在20m范围内需采用的加强支护布置方式。切顶柱布置方式：
切顶柱布置采用戗棚形式，沿切顶线在切顶柱内侧架设戗棚，以防止采空区冒落推倒切顶柱。
所有支柱必须找好迎山角度，挖好柱窝，使单体达到初撑力。
刷帮、找顶时人员必须站在作业地点的上侧，下侧5.0米严禁有人逗留和作业。帮、顶必须刷实、找净。
加强密柱管理，防止采空区岩石竄入工作面。
采空区处理
工作面正常开采时采用自然陷落法管理顶板，见五回一，密集支柱切顶方式。
工作面初采时采用人工强制放顶方式管理采空区顶板。由于工作面顶板岩石为砂岩， 胶结緻密，整体性强，不易冒落，在初采时设计采用强制放顶方式管理顶板，在老塘侧沿工作面倾斜方向打挑顶眼，采用强制方顶，放顶与工作面推进同步进行，直到工作面顶板放下来为止。
由于工作面倾角为6°，不必采取防滑防倒措施。
正常生产时，如果老塘悬顶倾斜超过5m、走向超过2m时，采用与初次放顶同样的方式，直到老塘悬顶垮落为止。
上下安全出口
在工作面运输、回风顺槽20m范围内加强支护，前10m采用双排支护，后10m采用单排支护。
五、回采工艺
工作面采用采煤机割煤，支护采用单体液压支柱配合2.4mπ型钢梁支护方式。支架采用对棚迈步式错梁布置，排距0.6m，柱距1.0m，交替迈步前移。梁端距煤壁0.2m，超前梁后跟一带帽点柱，放顶步距为0.6m，最大控顶距为4.0m，最小控顶距为3.4m。工作面采用追机支架。
工艺顺序：采煤机割煤→移溜→支架、回柱放顶。