子之外。当有大块煤卡在放煤口影响放煤时，则反复动作顶梁，或使用插板，将大块煤破碎，当发现矸石时，及时将回转梁伸出，停止放煤，防止矸石混入煤中。严格执行“见矸关窗”的原则。靠近溜头方向的放煤工要根据后运输机上的煤量适当控制放煤量。
6、拉后运输机
放完顶煤后，拉后部运输机，与推前运输机相同，分段将后运输机拉回。拉后运输机呈一直线，不得出现急弯，防止出现溜子事故。
第六节 煤体松动爆破
根据地质报告，3#煤层呈条带状结构，煤层夹矸为泥岩-细砂岩，局部为煌斑岩，工作面顶部煤层及夹矸的冒放性较好，正常情况下不需要进行煤体爆破。据相邻金庄煤业开采经验工作面初采时，前20 m顶煤不易蹋落，以及生产中发现个别区段顶煤或顶部夹矸不易冒落，可进行煤体松动预爆破。由于本工作面不布置工艺巷，煤体爆破钻孔从工作面4#～75#支架间每间隔两个支架布置一个孔，钻孔直径63mm,孔深14m，钻孔与水平线夹角60°，孔底偏向工作面煤壁方向，工作面共布置37个松动爆破孔，使用ZYJ-260/160架柱式液压回转钻机打孔，施工顶煤松动爆破孔及爆破作业在检修班进行。
ZYJ-260/160架柱式液压回转钻机主要技术特征表 表3-6 型 号 ZYJ-260/160 钻孔最大深度 钻孔倾斜角度 推进压力 150m 0-360 o 1520KN 电机功率 11KW 备 注 附图11：煤体松动爆破孔布置图
第三章 顶板管理
一、放顶煤工作面的矿压特征
运用矿压原理基于两个基本前提，煤层和顶板都是松散的，煤岩运动基本符合散体运动规律，原则上能够形成放煤椭球和松动椭球；工作面控顶距上方的煤体都是强度不大的实体煤，其下沉和离层的规律和普通长壁工作面相同。
如图3-3-1所示，放煤椭球体形成的空间Q1被松动椭球体Qs内松动膨胀后的煤岩所充满，松动椭球体内松散的煤岩暂时阻止了(或支撑住了)椭球体外的煤岩活动，
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超过松动椭球体高度以上的岩层暂时不发生离层或断裂。高度为H以上的岩层可以认为是被松散了的煤岩和工作面前方的实体煤岩所支撑。采空区内的冒落高度即为松散椭球体的高度H。支架顶梁只需要承受工作空间、控顶面积上方的，高度为H的煤岩的重量，即图中ABCD范围内的煤岩体重量。
DCQs3号煤ABQ1图3-3-1 支架载荷计算图
H?根据经验公式
3KshKs?1
式中Ks为二次松散膨胀系数。
如果煤、岩的实体容重分别为γ1、γ2，则每m2控顶面积的平均载荷为： P=(h－h1) γ1＋(H－h) γ2 将前式代入上式 得
KsP?(h?h1)?1?(?1)h?2Ks?1
3 考虑顶板来压的不均匀,求出的P值应乘以系数Ky，一般取1.5~2.0,则支架额定支护强度为：PH=Ky×P
8101工作面煤层厚度h=8.35m,机采高度h1=3.3m, 煤的容重?1=1.4t/m3, 岩石容重
?=2.5 t/m3,
2
取Ks=1.3,则
P=(5.05×1.4)+(0.63×8.35×2.5) =20.2t/m2=0.202Mpa
取Ky=1.6，则PH=Ky×P=1.6×0.202≈0.323MPa
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ZF8400／20.5／38放顶煤液压支架的支护强度为0.98MPa，故所选支架满足工作面的矿压要求。
上面的计算是基于工作面放顶煤后，采空区被剩余煤体及破碎岩石所充填，放顶煤工作面周期来压不明显，周期来压对工作面无特殊威胁，其中的Ky只是载荷不均匀系数，不表示周期来压概念。因此，使破碎矸石充满采空区就是顶板管理工作的主要内容。
二、工作面顶板管理
工作面采用放顶煤液压支架支护工作面顶板，采用全部垮落法与人工强制放顶相结合的方法管理顶板，使采空区冒落矸石很好地支撑上方顶板，减小工作面煤壁的压力，减弱工作面的矿压显现。
1、工作面支护
工作面共布置70架ZF8400／20.5／38型支撑掩护式低位放顶煤液压支架、6架放顶煤过渡支架支护工作面顶板，1架(两架一组)端头支架支护工作面溜头顶板。放顶煤液压支架中心距1.5m，支架初撑力为6207KN，工作阻力为8400KN，支护强度0.98 MPa。
2、端头支护
头端头采用1#端头支架(两架一组))和2＃过渡支架支护顶板，头端头支架型号为ZTT20000/22/35型，支架宽度2760mm，支架初撑力为15517KN，工作阻力20000KN，支护强度0.6MPa。尾端头支架型号为ZFG8400/23/37型，支架宽度1530mm，支架初撑力为6180KN，工作阻力8400KN，支护强度0.88Mpa。尾端头采用76#和77#过渡支架配合带0.8m长金属铰接顶梁的单体柱维护尾端头及安全出口处顶板。当尾最后一架支架距煤壁大于2m,小于3m时，支两排单体柱，支在支架与煤壁之间，单体柱距支架500～600 mm，排距1000 mm，柱距1000 mm；小于2m，大于1.2m时，支一排单体柱，单体柱支在支架与煤壁中间，柱距1000mm。切顶线增支1～2根“关门柱”,支柱带0.8m铰接顶梁,相邻支柱间距及支柱与支架和煤壁间距不大于1.0m。
3、超前支护 （1）2101超前支护
超前支护长度为50m，采用 “一梁三柱”支护方式，单体柱配合一根4.6m长花
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边型刚梁进行支护，梁与巷道垂直布置。最外侧两排单体柱排距4.1m，一排靠近煤柱侧帮，距帮0.5m，另一排靠近工作面侧帮，距帮0.4m；中间一排单体柱距煤柱帮侧单体柱排距3.3 m，距工作面帮侧单体柱排距0.8m，柱距为1.0m。在端头架侧与煤壁间支两排单体柱，排距0.8 m，靠近工作面帮单体柱距帮0.4 m，柱距为1.0m，顶梁长度为0.8 m，梁与巷道垂直布置。
（2）5101巷超前支护
超前支护长度为50m，采用 “一梁三柱”支护方式，单体柱配合一根3.6m长花边型刚梁进行支护，梁与巷道垂直。最外侧两排单体柱排距3.0m，与煤壁间距均为0.5m，中间一排单体柱距工作面帮侧单体柱1.5m，距煤柱帮侧单体柱1.5 m，柱距1.0m，单体柱采用DW-38型、DW-35型，初撑力大于90KN（9.47MPa）。
见图3-3-2 工作面端头及超前支护示意图 三、 初次放顶及步距放顶
根据专家论证及相邻金庄矿以及铁峰矿同煤层工作面开采情况验证，工作面初采时，顶板不易自行跨落，需施工初次放顶孔及步距放顶孔。
据地质报告提供资料，3#煤层顶板岩性为砂质泥岩、细砂岩—砾岩，厚度2.06-5.09m，平均3.37m，为软岩－较坚硬岩，直接顶不易垮落，因此，需采取强制放顶措施，强制放顶时，设计采用超前深孔松动爆破方法，即在工作面切眼及上下顺槽内分别向顶板打深孔进行爆破，破坏顶板的完整性。
1、工作面初次放顶孔布置及炮孔参数
（1）初次放顶孔布置为：从头、尾端头距切眼工作面帮3m、距顺槽工作面帮2m交点处为起点开始布置放顶孔，每组两个孔，对眼布置，共布置8组孔，每组孔间距15.2m，孔深为16.4m，仰角60°，其中一个孔平行于切眼，另一个孔指向切眼煤柱帮，两个孔夹角为20°。
（2）头、尾放顶孔以端头放顶孔为起点，布孔长度均为45.6m，头部最后一组孔与尾部最后一组孔间距为23m。
2、两顺槽步距放顶孔布置及炮孔参数
（1）两顺槽放顶孔在距初次放顶孔往外11.2m处，开始施工第一组步距放顶孔，以后两顺槽放顶孔步距为7m，步距放顶孔为对眼布置，水平转角为0°、20°，仰角
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为60°，两顺槽步距放顶孔距停采线前20m处停止。
附图12：初次放顶、步距放顶孔布置图
第四章 生产能力及服务年限
一、循环产量
采煤机组在工作面头尾之间运行一次，即割煤一刀，并完成移架、推前溜、放顶煤、拉后溜等作业工序，即为一个循环。循环产量包括机采产量与放顶煤产量两部分。
1、工作面机采产量
工作面循环数及相关参数计算如下；
工作面长度110.2m，采高3.3m。采煤机截深：0.8m。 机采产量为110.2×3.3×0.8×l.4×95％=387吨， 其中工作面回收率按95％计算。 2、放顶煤产量
工作面头尾各3个过渡支架不放顶煤，放顶煤一刀一放，放煤高度按5.05m，回收率按75％计算。则放顶煤产量为：
105×5.05×0.8×1.4×75％=446吨 3、循环产量及班循环数 循环产量为 Q=387+446=833吨
采煤机牵引速度按2.5m／min，则一刀煤的时间为110.2÷2.5=44 min，采煤机辅助时间包括滚筒换向、翻转挡煤板、斜切进刀等时间，按60 min计算，则采煤机割一刀煤的时间为44+60=104min；放顶煤按每放一架顶煤6min计，分两组放煤，则工作面放顶煤时间为70×6/2＝210min，因此循环时间应主要考虑放顶煤时间，即一个循环用时210min。每班开机率按90％计算，则
班循环数为 (60×6×0.9)÷210=1.5个 日循环数取4个 二、工作面生产能力
根据以上计算，工作面日产、月产、年产量计算如下： 日产量为 833×4=3332吨
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