最新煤矿矿井设计说明书.docx
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最新煤矿矿井设计说明书
第一章井田地质特征、矿井储量及年产量
第一节井田地质特征
第二节采区范围及储量
第三节采区年产量及服务年限
第二章采区准备
第一节采区划分
第二节采区巷道的准备
第三章采煤方法
第一节选择确定采煤方法
第二节采区巷道布置
第三节回采工艺
第四节安全技术措施
第四章矿井通风
第五章劳动组织和主要技术指标
前言
xxxxxx煤业有限公司为xxxx镇镇办煤炭企业，井口及工业场地位于xxxx镇xx村，井田属xx省xx煤田xx矿区西北部，xx矿区南部。
地理位置为东经。
井田属xx煤田北部边缘地带。
井田属xx煤田北部边缘地带。
《采矿许可证》为1400000721170号，批准开采15#煤煤，井田面积3.8309Km2，此次设计生产能力90万吨/年。
该矿距xx城9Km，距xx市48km，交通条件十分便利。
详见矿区交通地理位置图。
该矿井采用三支斜井开采15#煤层。
为了全面合理规划井下开采，按照采区大巷南北布置，北部为一采区，南部为二采区，特编制一采区设计。
第一章井田地质特征、矿井储量及年产量
第一节井田地质特征
一、煤层及煤质
1．煤层
本井田主要含煤地层为xx组和太原组。
xx组含煤4层，编号为1#、3#、4#、6#，仅4#煤属局部可采薄煤层，其余煤层均不可采。
太原组含煤6层，编号为8#、9#、11#、12#、13#、15#，可采煤层两层，编号为8#、15#，其余为不可采煤层。
15#煤层位于太原组下部，上距12#煤34.08m左右，为本井田主采煤层，煤层厚度为4.20-6.80m，平均6.0m，煤层结构较复杂，有时含夹矸1～2层。
煤层顶板为K2石灰岩，有时有0.5m左右泥岩伪顶，底板为泥岩或砂质灰岩。
二、地质条件
1、地质构造
井田位于xx煤田北端边缘，属xx块坳xx坳缘翘起带（大地构造单元按《xx区域地质志》1982年所在地划分）。
区域构造以东西向褶皱带派生有北东向，近东西断裂为基本特征。
井田内主要构造为一宽缓的向斜构造组成，井田内探明有两个陷落柱，断层较为发育，井田内目前探明有三条正断层，详述如下：
向斜：
位于井田中部，轴向近南北向，两翼基本对称，倾角3-50。
陷落柱：
据井下巷道揭露，在井田东南部附近，探明有两个陷落柱，横断面近似圆形，最大者直径140×150m，其内部岩石杂乱破碎，煤层与陷壁界面清晰，壁陷角750-800左右。
断层：
井田东部的断层呈弧形状，落差5m倾角300，走向近南北向，倾向西，井田内延伸长度约230m左右；井田内中南部断层，落差5m，倾角650，走向北东向-南西向，井田内延伸长度约200m左右；井田内中部断层，落差2m，倾角650，走向北西向-南东向，井田内延伸长度约200m左右。
2、地质特征
井田位于太行xx侧，属低山丘陵地带。
地表经长期风化剥蚀，沟谷纵横，梁岭绵延，地形十分复杂，纵观井田，其东北部为低山区，沟深坡陡，沟谷多呈“V”字型，向西南渐次过渡为丘陵区，山间沟谷逐渐变得开阔宽缓，井田总体呈东高西低之势，其最高点位于井田东部山头，海拔1070.0m；最低点位于井田西南沟谷，海拔987.0m，相对高差83.0m。
井田含煤地层为太原组，为一套海陆交互相含煤地层，含煤7层，编号自上而下为8#、9#、9#下、11#、12#、13#、15#，其中8#、9#煤层为全区发育较稳定可采煤层，15#煤层稳定可采煤层，其余为不可采煤层。
本矿井批准开采的15#煤位于太原组下部。
表1煤层及顶底板岩性特征
序号
煤层名称
倾角
平均厚度
层间距
容重
硬度
煤层生产率
顶板
底板
1
15#
3-80
6m
70m
1.4
8.4
石灰岩
砂质泥岩
三、井田水文地质情况
1、井田水文地质条件
（1）地表迳流
井田南部有秀水河自西向东流过，属季节性河流。
本井田沟谷纵横，冲沟发育，但多属雨季排洪通道，平时干涸无水。
（2）地下水
矿井含水层以第四系砂砾层地表潜水、xx组砂岩裂隙水、太原组石灰岩岩溶裂隙水，奥陶系石灰岩岩溶裂隙水为主。
①奥陶系石灰岩岩溶含水层：
为煤系地层之基底，岩性主要为厚层状石灰岩，岩性坚硬、质纯，含有方解石脉，普遍有被水侵蚀溶解现象，风化面有小溶洞存在，钻孔揭穿该灰岩时，冲洗液漏失严重，孔内不返水，水位立即下降，甚至漏到底。
根据119队精查勘探资料，该区奥陶系石灰岩卡斯特溶洞发育，水量丰富，但水位较深，水位标高在500m左右。
上覆本溪组地层以泥岩为主，形成很好的隔水层，阻止了上部含水层与奥陶系石灰岩的水力联系。
②太原组石灰岩、砂岩含水层
本组地层发育三个含水层段，即K2、K3、K4石灰岩.其中K2灰岩含水性最强。
K2灰岩：
井田内发育良好，一般分为三层，中间被黑色泥岩所分隔，其顶部为厚达5m以上的泥岩及砂质泥岩；底部有时为一层厚度小于2m的泥岩与15#煤直接接触，有时则为15#煤直接顶板，纯厚度一般3～12m。
从邻区露头上看，节理裂隙及溶洞较发育。
该灰岩本区埋藏较深，钻探过程中，冲洗液漏失严重。
经抽水与物探测水试验对比，该层石灰岩单位涌水量0.007～2.00l/s.m，渗透系数为0.053—15.8m/d。
该层补给条件良好，含水性较强，开采15#煤时应予以足够重视。
K3、K4灰岩：
位于太原组中、上部，为13#煤及11#煤顶板。
厚度1～4m，岩性坚硬，钻孔中有被水溶蚀或为方解石脉充填现象，有漏水现象，其厚度及含水性不及K2灰岩，但埋藏浅，易接受地表降水之补给，循环方便，故亦是本区含水层之一。
③xx组、下石盒子组砂岩含水层
xx组、下石盒子组地层主要由砂岩、砂质泥岩和泥岩组成，其中砂岩厚约30—40m，为很好的孔隙裂隙含水层。
该含水层补给条件良好，据119队勘探资料：
砂岩单位涌水量0.05l/s.m，该含水层与大气降水有密切联系。
④第四系红土、黄土冲积含水层
包括河床沉积物。
井田内分布广泛，厚度大，含水性强，是当地居民饮用及农田灌溉水源。
综上所述，井田内水文地质条件属中等类型，15#煤层为以顶板进水为主的裂隙岩溶充水矿床，地下水补给来源主要为大气降水。
2、邻近矿井涌水及老窑积水
矿井充水因素主要有大气降水、含水层水和采空区积水。
①大气降水
井田内15#煤层厚度大，稳定可采。
由于基岩区接受大气降水及流经河流，沿裂隙溶洞向深部迳流之地下水对矿井影响不大。
井田内黄土覆盖面广，冲积层发育，接受大气降水含水性较强，地表潜水补给地下水条件较为方便。
②含水层积水
奥陶系石灰岩裂隙岩溶水水位较低，并有本溪组隔水层相隔，对矿井影响不大。
太原组石灰岩中K2石灰岩溶洞发育，有利于地下水富集，对矿井有一定影响。
井田南部有3个陷落柱具有导水性，四邻矿井都有较大范围的采空区，采空区有积水，这些因素对矿井开采15#煤影响较大。
本区以大气降水为井下开采涌水的主要补给来源，井下开采的坑道积水水位流动量动态变化与大气降水关系特别密切。
大气降水经第三、四系松散层和二迭系砂岩、石灰岩岩溶裂隙下渗补给地下通道顺畅的井下。
故井下雨季水量较大，对矿井正常安全生产有一定影响。
3、矿井涌水量
依据地质报告，参考相邻矿井历年的实际涌水资料，充分分析各种充水因素，主要为地表径流及地下各含水层的含水性，并计算了井下各煤层开采时的富水系数。
矿井开采15#煤层时，预计正常涌水量为1m3/h，最大涌水量为3m3/h矿井现正常涌水量不大，考虑到采改后矿井规模和富裕系数，经预测达到设计生产能力后，矿井正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为10m3/h。
四、瓦斯等级、煤尘爆炸危险性及煤层自燃倾向性
1．矿井瓦斯等级
由于2009年瓦斯等级鉴定结果未批复，所以采用2008年瓦斯等级鉴定批复结果。
依据xx市煤炭工业局阳煤政发[2009]20号文《关于对2008年度全市地方煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》，该矿相对瓦斯涌出量为3.33m3/t,绝对瓦斯涌出量0.61m3/min；属低瓦斯矿井。
2．煤尘爆炸性
依据xx省煤炭工业局综合测试中心提供的检验报告（编号20052527），15#煤火焰长度45mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量75%，有煤尘爆炸危险性。
3．煤的自燃倾向性
依据xx省煤炭工业局综合测试中心提供的检验报告（编号20052527），15#煤吸氧量为1.3663cm3/kg，自燃等级为III级，倾向性质为不易自燃。
据调查，本矿井及相邻矿井开采15#煤层时无煤与瓦斯突出、无冲击地压，根据xx详查资料，地温梯度为1-3℃/100m，属地温正常区。
第二节采区范围及储量
一、井田境界
依据xx省国土资源厅颁发的1400000712170号《采矿许可证》，批准开采15#一层煤，井田面积3.8309km2。
现开采15#煤层，15#煤层井田范围由下列8个坐标点连线圈定。
井田拐点坐标见表1-2-1。
表1-2-1井田范围拐点坐标表
序号
纬距（X）
经距（Y）
序号
纬距（X）
经距（Y）
1
4212110
19702026
5
4210196
19700117
2
4211610
19702040
6
4211249
19699638
3
4211629
19702730
7
4211419
19700039
4
4211119
19702744
8
4212050
19699826
二、储量
15#煤保有地质储量为3321.5万吨，可采储量为1495万吨。
按照井田地形和煤层底板变化，计划一采区采区巷道沿井田东西布置，回采工作面沿井田走向布置，倾向推进，推进方向由北向南。
一采区布置在大巷的北部。
一采区走向平均长度1600米，倾向平均长度600米，采区范围960000平方米，保有地质储量820万吨，由于地表无建筑和断层，所以只留设矿界和采区大巷保安煤柱，矿界保安煤柱留设20米，采区大巷由于服务年限长，保安煤柱留设40米，工作面之间的隔离煤柱留设30米。
设计可采储量369万吨。
按照xx市的采区回采率统计，我矿设计采区回采率45%。
820×45%=369万吨。
第三节采区年产量及服务年限
全矿年工作日按照300天计算，每日三班生产，一班检修（准备），每日净提升时间按照8小时计算。
1、本次设计15101回采工作面15#煤采用壁式放顶煤一次采全高，工作面设计采高为6.0m，采用“随采随放”追机作业，工作面沿底板推进，机头、机尾各10米随巷道顶底板平缓过渡。
结合放顶煤工艺的特殊性，同时考虑到矿井设计生产能力为300kt/a，设计确定工作面采用四班作业（四六制），即三班生产，一班检修，每天9个循环，即采煤机每班割3刀，采煤机截深0.5m，日进度4.5m。
2、工作面生产能力
Q＝Q1+Q2
其中：
Q——工作面日产量，t
Q1——采煤机割底煤产量，t
Q2—放顶煤产量，t
1Q1=L×S×M1×r×C1
其中：
L——工作面长度，取100m
S——采煤机日进深，取4.5m
M1——底煤高度，取2.2m
r——煤层视密度，取1.4t/m3
C1——工作面底煤回采率，取94%
Q1=100×4.5×2.2×1.4×0.94=1287t
②Q2=L*S*M2*r*C2
其中：
M2——放顶煤高度，取3.8m
C2——放顶煤回采率，取75%
其它符号意义同上
Q2=100×4.5×3.8×1.4×0.75=1794t
则Q=Q1+Q2=1287+1794=3081t
掘进煤量按照每日三班掘进，一班准备，每班每日进尺6米，掘进断面按照10平方米计算，日产量Q=18×10×1.4=168t
矿井日产量Q=3081+252=3433t
矿井年生产能力300×3433=1029900t，能够满足90万吨/年生产。
2、采区服务年限
计算公式：
T=Z/A·K
式中，Z——可采储量；Z=369万t
A——矿井核定能力；A=90万t/a
K——储量备用系数K=1.4
经计算二采区服务年限为3年。
第三章采区准备
第一节采区划分
为了合理开发利用资源，我矿将采区大巷以北定位一采区；采区大巷以南定位二采区。
二采区工作面长度设计为100米，顺槽长度为550-650米。
按照日推进度4.5米计算，除去采区大巷保安煤柱，每个工作面的服务年限约为0.6年。
第二节采区巷道布置
一、采区巷道布置
现一区布置为在西采区大巷北部一采区运输、轨道、回风巷道，采用三心拱、料石砌碹支护方式。
为减轻矿山压力，采区运输、回风巷道不再沿煤层底板布置，而沿煤层顶板布置。
二、回采工作面巷道布置
按照底板等高线，设计一采区工作面沿煤层走向布置，沿倾向推进。
回采工作面共有三条巷道，分别为运输顺槽、回风顺槽和瓦斯尾巷，其中瓦斯尾巷为内错式布置。
第三章采煤方法
第一节选择确定采煤方法
一、采煤方法的选择
本工作面开采15号煤层，平均厚度为6.0m，煤层结构简单，含有一层0.1～0.3m厚的夹石，直接顶为灰岩，厚度约2.0m，夹三层泥岩，岩性稳定；伪顶为泥岩或灰质泥岩，厚度约0～2.00m，层理发育，质软，随煤层垮落。
底板为页岩，厚度约1.8m左右，颜色为灰黑色，质较坚硬，并含黄铁矿，节理发育。
煤层赋存平缓，煤层属Ⅱ类自燃煤层，煤尘有爆炸性。
15101工作面为一采区第一个工作面，推进长度600m，工作面长度100m，虽然过去的采煤方法为炮采放顶煤开采工艺，但鉴于国家要求和我矿的总体布局，不适宜采用炮采工艺，设计采用综采工艺。
根据煤层赋存条件及顶底板情况，考虑最大限度地提高回收率并尽可能地降低巷道掘进率。
本设计对15101工作面的采煤方法提出两种方案进行比较。
即炮采放顶煤和综采放顶煤开采。
1、炮采放顶煤采煤方法
沿15号煤层底板布置回采工作面顺槽和开切眼，内错瓦斯尾巷沿煤层顶板布置，采高2.2m，采用单体液压支柱支护顶板，炮采底煤，在支架后部剪网放顶煤，炮采高度为2.2m，放顶煤高度为3.8m，采放比为1：
1.7。
2、综采采煤方法
沿15号煤层底板布置回采工作面顺槽和开切眼，内错瓦斯尾巷沿煤层顶板布置，采高2.2m，工作面采用轻型放顶煤液压支架控制顶板，放顶煤高度为3.8m，采放比为1：
1.7。
设计推荐综采采煤方法，理由如下：
（1）机械化程度高，工人劳动强度低，支架支护顶板安全性比单体液压支柱支护可靠。
（2）回采工作面生产能力大。
由于采用的是综采放顶煤采煤工艺，因此，工作面单产高、生产效率高，有利于合理集中生产，实现高产高效。
（3）开采技术先进、工艺成熟，xx地区广泛采用综采放顶煤工艺开采厚度15号煤层，目前综采放顶煤开采近水平厚煤层技术成熟、安全、高效、可靠。
（4）综采放顶煤开采的缺点主要有工作面日产量高，但只要严格按照核定生产能力和审批的采掘规划执行，就能确保安全生产。
二、采高的确定
由于15101工作面采用炮采放顶煤开采工艺，放顶煤采煤中顶煤主要是利用地压破碎，依靠自重放煤，所以顶煤在放出过程中破碎松散需要有一定的空间，即一个合理的采放比。
根据经验，当煤质为中硬及以下，节理发育时，采放比以1：
1.5～2.0为宜。
本工作面15号煤层煤质硬度f＝2～3，节理发育，此外，结合采用炮采工艺时，采高不宜太高等因素，设计确定炮采高度为2.2m，放顶煤高度为3.8m，采放比为1：
1.73。
所以设计选用综采放顶煤，采高2.2米。
三、支架选型
1、采区工作面液压支架
15101工作面现布置67架ZF3000-16/24B型中间液压支架，其主要技术特征为：
初撑力2524kN，工作阻力3000kN，升降高度为1600-2400mm，长4400mm，宽1460mm；2架ZFG3200-16/24B型过渡液压支架，其主要技术特征为：
初撑力2524kN，工作阻力3200kN，升降高度为1600-2400mm，长6110mm，宽1460mm。
液压支架所需承受阻力
计算公式：
P=8×9.8×S×γ×M×COSα
其中：
P—支架承受的荷载，kN，
S—支架支护的顶板面积，取6.25m2，
γ—顶板岩石视密度，取2.5t/m3
M—采高，取2.2m
α—煤层倾角，取0°
经计算，P=8×9.8×6.25×2.5×2.2×1=2695<3000kN，满足要求。
2、工作面采煤设备
该工作面现使用的采煤设备为4MG-200W型无链牵引双滚筒采煤机，主要技术特征为：
采高1.4-3.0m，滚筒直径1.4m，截深0.63m，牵引方式为无链双牵引，牵引力250kN，牵引速度0-5.5m/s，机面高度1150mm，电机型号为YBCS型，功率200kW，使用电压等级1140V，喷雾灭尘方式为内、外喷雾。
采煤机割煤能力核定：
计算公式：
Q采=60×M×B×V采×r×K
其中：
Q采——工作面采煤机实际生产能力，t/h
M——采高，取2.2m
B——截深，取0.5m
V采——给定条件下采煤机最大可能的牵引速度，取5.5m/s
r——煤层视密度，取1.4t/m3
K——总时间利用系数，一般取0.4
Q采=60×2.2×0.5×5.5×1.4×0.4≈203t/h，满足要求。
3、工作面原煤运输设备
现15101综采面装备工作面刮板输送机和放顶煤刮板输送机各一台，均为SGB-620/220双边链型，主要技术特征为：
运输能力为400t/h，刮板链速为1m/s，电机功率2×110KW，电压等级为1140V。
4、其他辅助设备
（1）、乳化液泵
为保证液压支架的升降，设计确定采用两台XRB2B80/20型的乳化液泵，一台工作，一台备用，主要技术特征为：
公称流量125L/min，公称压力31.5MPa，电机功率75kW，配套液箱为XR10RX型，容积为1000L，公称压力为35MPa，公称流量160L/min，两泵一箱均设置在运输顺槽内距离工作面煤壁50—80m的位置。
（2）、喷雾泵
为保证综采工作面的喷雾降尘、机电设备的冷却和消防，同时作为配制乳化液的水源，设计确定采用两台XPB200/5.5型喷雾泵，一台工作，一台备用，主要技术特征为：
公称流量200L/min，公称压力5.5MPa，电机功率30kW。
（3）、回柱绞车
为提高综采工作面支架拆除和回收速度，设计确定15101工作面分别在运输和回风顺槽各配备一台JH-8型回柱绞车，其主要技术特征为：
牵引力137.2kN，滚筒直径400mm，滚筒宽度300mm，钢丝绳直径22.0mm，平均绳速0.13m/s，容绳量150m，电动机功率为18.5kW。
第二节采区巷道布置
一、主要生产系统
1、主井提升
该矿主井采用胶带输送机提升，现安装安装一台DPJ-1200型胶带输送机一台，主要技术特征为：
带速2.45m/s，胶带宽1200mm，运输能力240.8t/h，电动机为两台Y2-355M1-4型三相异步电动机，总功率185kW。
2、副井提升
副井提升现安装JTK-1.6型单滚筒提升绞车一台，电动机型号为YR280-6型，N=95KW。
每次提升串车5辆，矿车为1tU型固定式标准矿车。
钢丝绳选用6×7+FC型圆股钢丝绳，d=24.5mm。
3、井下运输
井下运输大巷原煤采用1部DTL-80/40/75X型胶带输送机运输，主要技术特征为：
带宽800mm，带速2.0m/s，运量400t/h，配套电机为DSB75-4型，功率75kW。
轨道大巷辅助运输设备选用JD-40型调度绞车接力运输，矿车采用1t标准矿车。
4．排水设备
该矿井为一级排水系统，井下安装三台D46-30×8型离心式水泵，配套电机功率为75KW，一台工作，一台备用，一台检修。
在回风斜井铺设两趟3寸排水铁管将水直接排至地面。
5．通风系统
矿井通风方式为中央并列式，现安装BDK54-6-No21型轴流式通风机两台，配套电机为YBFe250M-6型，功率为2×160KW，矿井总进风5000m3/min，总排风量5200m3/min，通风阻力为2500Pa，等积孔为1.98m2。
6．供电、通信及安全监测监控
矿井现为双回路供电系统，主电源接自xx35kV降压站供给矿井的10kV线路，架空线为LGJ-120m2钢芯铝铰线，供电距离4km，备用电源接自东宋35kV降压站供给矿井的10kV线路，架空线为LGJ-95m2钢芯铝铰线，供电距离10km，保证矿井供电的可靠性。
电压等级：
地面高压10kV、低压380、220V
井下低压1140V、660V、127V。
地面变电所现装备S9-800/10/0.4型和KS-800/10/0.4型变压器各一台，其中一台运行、一台备用，容量800kVA，额定电压10/0.4，设于地面变电所内,供主机胶带输送机、副井绞车、主要通风机及其它生产系统用电。
井下采用10kV高压供电，下井电缆为MYJV22-8.7/15-3×35mm2型矿用聚氯乙烯橡套电力电缆，沿主斜井铺设两趟。
井下工作变压器选用一台KBSG-500/10/0.69矿用防爆型，容量500kVA，备用变压器选用一台KBSG-500/10/0.69矿用防爆型，容量500kVA，供井底车场主排水泵、运输大巷带式输送机、井下照明及掘进工作面动力用电；KBSG-200/10/0.69型矿用防爆变压器一台，容量200kVA，为局扇专用变压器；另外工作面装备一台KBSGZY-800/10/1.44型矿用移动防爆变压器专供回采工作面。
②通信
该矿采用行政调度合一的通信方式，程控交换机型号为HJD-256型，容量16门，下井通信电缆选用MY-380/660-2×2.5型电缆，装有防雷电装置。
井下选用HBZ（G）-1A型本安型按键电话机，分别设在采掘工作面、主要水泵房、主斜井井底车场、地面主要通风机房、主井绞车房变电所均安装有电话。
③安全监测监控、产量监控及人员定位系统
该矿井已装备一套KJ70N安全监测监控系统，井上、下按《规程》规定配备了各类传感器。
该矿井已装备SG-CLJC-G矿井产量监控及KJF92人员定位系统，对矿井产量实施进行监控以及入井人员适时进行监控。
7．地面生产系统
原煤提至地面后经皮带运至地面固定封闭储煤仓，储煤能力10000吨，筛选产品分四级：
100mm以上级、100-50mm、50-25mm及25mm以下，分级落地储存。
实际处理能力达90万吨/年以上。
8．井上下消防及防尘供水系统
①矿井水源
目前，矿井生产、生活用水主要由地表山沟打深水井截砂岩潜水供给，水质、水量满足要求。
②主井井口已修建容量为400m3静压水池两座，经澄清后作简易处理，用于消防及防尘洒水。
地面消防灭火要求各主要建（构）筑物及坑木场，均按规定设置消防栓,消防栓用水量按20L/s计。
其次对地面主要生产点、易产生煤尘飞扬地方和工作点设管网和阀门、配备胶管进行洒水除尘。
井下消防、洒水管共用同一管路，接自地面静压水池，沿15#煤主斜井及回风斜井铺设，选用D89×4mm无缝钢管，主要大巷为D89×4mm无缝钢管，顺槽为D50×4mm，井下主要硐室均设消防栓。
采掘工作面采用鸭咀喷雾器洒水和手动水幕洒水，转载点设自动水幕喷雾洒水降尘，顺槽及大巷每隔80m设圆锥喷雾器洒水。
二、现主要生产煤层、采区、工作面情况
该矿现生产采区位于井田中部，布置采区运输巷、采区轨道巷、采区回风巷各一条，现采工作面编号为15101。
回采工作面长度100m，回采工作面支架为ZFG3200-16/24B型液压支架，顶板管理方式为全部垮落法。
掘进工作面掘进工艺为钻爆法，采区巷道为半圆拱断面，料石砌碹支护方式；回采工作面顺槽为梯形断面，铁棚
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