煤矿改扩建初步设计说明书 推荐.docx

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煤矿改扩建初步设计说明书推荐

前言

一、概况

XXXX煤炭有限责任公司煤矿位于XX矿区XX井田20—22勘探线之间及巴音井田25—26勘探线之间，所在地区行政隶属于XX旗XX管辖。

该矿井始建于1998年，开采二号、三号煤层，斜井开拓，生产能力0.06Mt/a左右，采煤方法为仓房式。

由于生产技术落后，生产能力相对较低。

根据煤层赋存条件、企业发展要求、市场需要及国家有关提高资源回收率的要求，须改革矿井目前落后的生产工艺，以提高矿井资源回收率，并满足企业发展及市场需求。

受XXXX煤炭有限责任公司委托，我所组织有关人员对XXXX煤炭有限责任公司煤矿改扩建技术编制初步设计。

二、设计依据

1、《煤矿安全规程》2004年版；

2、《煤炭工业矿井设计规范》2006年版；

3、1966年6月批准的贺兰山煤炭地质勘探分公司内蒙古支公司147队于提交的《贺兰山北段煤田XX矿区XX、巴音井田地质勘探最终（精查）报告》。

4、内蒙古自治区第八地质矿产勘察开发院2005年编制的《煤炭资源储量核实报告》。

5、XXXX煤炭有限责任公司煤矿提供的矿井地质说明书及相关资料。

6、XXXX煤炭有限责任公司煤矿改扩建设计委托书。

三、设计原则

1、矿井生产能力0.3Mt/a。

2、矿井开拓：

斜井开拓。

3、主斜井采用大倾角胶带输送机提升煤炭，副井安装绞车辅助提升。

4、矿井通风系统及方式：

中央并列式通风系统抽出式通风方式。

5、采煤方法：

走向长壁垮落法开采。

四、设计特点及安全评价

1、采用斜井开拓，井筒布置在井田中央，中央并列抽出式通风，生产集中，易于管理。

2、二煤采用普通炮采；三煤采用炮采放顶煤一次采全高，降低了采煤成本。

3、工作面单体液压支柱配合Π型钢梁架二梁六柱棚子支护，支护可靠。

4、采用先进的开采工艺，提高矿井资源回收率，并大大提高了矿井生产效率和矿井生产能力。

4、主井采用先进的大倾角胶带运输机，实现原煤机械连续运输，保证了生产连续。

简化了提升、运输系统，提高了运输能力大，也提高了提升、运输系统的安全性。

5、采用两翼交替生产，生产接续简单。

6、采用矿井安全监测、监控系统，提高了矿井对“一通三防”事故的预防能力。

7、矿井水文条件简单，涌水量小，采用大扬程多级一次排水，防排水系统安全可靠。

五、主要技术经济指标

1．井巷工程量：

1054m，其中煤巷1027m，岩巷27m。

2．矿井建设总投资：

1173.83万元。

3．矿井吨煤投资：

39.13元/t。

4.年利润644.06万元。

第一章井田概况及地质特征

第一节井田概况

一、交通位置

XXXX煤炭有限责任公司井工煤矿位于XX矿区XX井田20—22勘探线之间及巴音井田25—26勘探线之间，所在地区行政隶属于XX旗XX管辖。

该矿的交通情况：

现有乌—巴公路经过矿区西侧，距乌达60km，距巴彦浩特76km，距XX镇3km，距乌海市70km，距宁夏回族自治区石嘴山市约36km，距平（平罗）汝（汝箕沟）运煤专线铁路XX站6km，有简易公路与鲁斯太镇相通。

交通条件十分方便，交通位置详见图。

二、地势地形

本矿区地处贺兰山北段，为低山丘陵地形，山势多呈北西—南东走向，最高标高为1625m，位于井田东南角，最低为1510m，位于井田北部的XX沟。

区内沟谷不发育，地形切割不强烈。

大多为石炭二叠系地层出露地表。

本井田为一南西倾斜的单斜构造，煤层随地层倾斜露出地表。

三、气象及地震

本区属高山大陆性气候，终年干旱，雨量稀少，年降雨量在150—200mm，最大降雨量为272.3mm，最小为135.2mm，年平均降水量为213.1mm，每年四至九月为该区的雨季。

据测定，历年最大蒸发量为2371.1mm，年蒸发量大于降雨量。

年最高气温在33.5℃，最低气温-27.1℃，年平均气温7.1℃。

每年十一月到翌年四月为冻结期，冻土深度一般为0.5m。

每年3—5月份为风季，最大风速40.0m/s，年平均风速4.0m/s，风向除夏季东南风外，其余季节皆为西、西北风。

地震动峰值加速度为0.20（g），对照地震裂度为8度区。

第二节区域经济状况

XX左旗人口15万，地广人稀。

以畜牧业为主，其中XX镇主要为采煤业。

国民生产总值约15亿元，人均收入3600元，经济不发达。

矿区水电资源充足，生活必须品靠外运。

XX井田内主要煤矿有：

乌兰煤矿、XX煤矿、庆华煤矿、XX煤矿、附新煤矿等。

第三节地质特征及煤层

一、地层

本区地层区划属华北地层区，鄂尔多斯地层区，贺兰山——卓子山地层小区。

出露地层较全。

由下至上为太古界贺兰山群，青白口系——震旦系西勒图组，寒武系，石炭系太原组，二叠系山系组、石盒子组、孙家沟组，三叠系延长组，侏罗系延安组、直罗组、安定组，第四系更新统、全新统。

石炭系太原组和二叠系山系组为XX井田的含煤层位。

二、地质构造

井田内第四纪沉积物覆盖面积小，且较薄，基岩裸露，煤层露头明显,呈一走向北西～南东、倾向东西、倾角19—24°左右的单斜构造。

本井田范围内构造简单，无大的构造。

三、煤层及煤质

主要煤层赋存于上石炭统太原群及下二迭统山西组地层中，前者含煤层25层，可采12层（22、15、13、12、12上、10、10上、9、8、7、6、5），后者含煤3层，可采2层（3、2），含煤地层平均总厚度258.0m，煤层平均总厚度24.69m，可采煤层平均总厚度20.68m，含煤系数8%。

本井为开采煤层为二迭统山西组二、三号煤。

二号煤工业牌号为主焦煤，属高灰低硫，洗后为低中灰、低硫、低磷、高发热量的炼焦用煤；三号煤工业牌号为瘦煤，属高灰低硫，洗后为低中灰、低硫、低磷、高发热量的炼焦用配煤。

二号煤厚度0.82—3.24m，平均2.14m，含夹矸0—4层，夹矸厚度0.1—0.8m。

全范围可采。

煤层顶底板岩性多为砂质页岩。

三号煤距二号煤层35m左右，下距六号煤37.9m，煤层埋藏稳定。

厚度0.17—23.49m，平均厚度8.18m，含夹矸1—18层，夹矸厚度0.1—0.5m，全范围可采。

煤层老顶均为中粗粒石英砂岩，厚层状，一般为17——31m，平均23.7m。

多为灰白色、厚层状，中粗粒石英砂岩，厚层状，致密坚硬，分选磨较好。

煤层直接顶为：

砂质页岩、砂岩，真厚一般为1.3-4.3m，平均2.2m。

煤层直接底为：

灰黑色砂质页岩、砂岩，局部地段含泥质易碎，真厚一般为7.7-18.9m，平均10.6m。

二、三号煤特征表

煤层

编号

形态

厚度

（m）

倾角

（度）

岩性

产出

地层

对比性

夹矸

层数

稳定性

顶板

底板

二

层状

透镜状

19-24

砂质页岩、砂岩

砂质页岩、砂岩

Ps

易对比

0-4

稳定、可采

连续

三

层状

透镜状

19-24

砂质页岩、砂岩

砂质页岩、砂岩

Ps

易对比

0-18

稳定、可采

连续

二、三号煤化学成分主要工艺性质成果表

煤

层

牌

号

洗

选

灰分Ad%

硫分Std%

发热量KJ/g

胶质层Ymm

容重

Qb·ad

Qb·daf

煤样

采用

二

主焦煤

原

24.89

0.48

24.04

34.81

1.48

1.50

洗

10.87

0.50

32.02

35.96

13-23

三

瘦

煤

原

27.87

0.51

24.8

34.36

1.52

1.50

洗

11.26

0.54

31.56

35.64

8-21

四、瓦斯、煤尘、自燃发火

根据2005年瓦斯等级鉴定报告，该矿属于低瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量为7.6m3/t，绝对涌出量为2.63m3/min。

根据煤尘爆炸性、自燃倾向性签定报告，煤尘爆炸指数25%，具有爆炸危险；煤层属不易自燃发火煤层，但有自燃发火倾向，自燃发火期为18个月。

五、水文地质

井田内水文地质简单。

各含水层之间以煤层及煤层顶底板砂质页岩、页岩为隔水层；第四纪覆盖甚薄，含水量微弱，导水性不强。

根据矿井开采实际，预计该矿井正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为10m3/h。

第四节矿井现状

矿井采用斜井开拓，二、三煤联合开采，中央并列机械抽出通风方式，采煤方法为仓房式，矿井生产能力0.06Mt/a左右。

矿井现有3个井筒，分别为二煤副井、三煤主井、三煤风井。

二煤副井布置在矿井西北边界，现井底标高为1400m，三煤主井和三煤风井布置在井田中央，现三煤主井已经延深到标高为1309m，三煤风井井底标高为1402m。

二煤1406m标高以上已经全部采完，现在1400m标高布置有251回风顺槽及1400石门及三煤联络巷与三煤主井、风井连通。

三煤北部开采到1500m标高，南部开采到1459m标高。

第二章井田开拓

第一节井田范围及储量

一、井田范围

本井田北以20勘探线与庆华煤矿相邻，南至22勘探线，东起煤层露头，西至煤层+1350m底板等高线。

井田南北走向长度1.0km，东西倾斜宽度0.5km，井田面积0.5km²。

本次矿井扩建井田范围在批复的采矿证范围内，其拐点坐标为：

1、X：

4340670Y：

18608130

2、X：

4340315Y：

18607430

3、X：

4339378Y：

18607854

4、X：

4339708Y：

18608446

二、储量

目前该矿井二号煤层已采至+1406m标高，剩余至+1350m标高，二号煤层保有储量经计算为0.51Mt；三号煤开采很少一部分，至+1350水平剩余保有储量经计算为4.46Mt。

矿井储量编号为122b。

则本次矿井扩建范围内保有储量为4.97Mt，可采储量为3.15Mt。

储量计算表

表2-1-1

序号

煤层编号

储量

编号

批准

储量

（Mt）

剩余

储量

（Mt）

煤柱损失（Mt）

采区回采率

可采

储量

（Mt）

井筒

煤柱

边界

煤柱

小计

1

二

122b

1.61

0.51

0.06

0.02

0.08

80％

0.34

2

三

122b

6.14

4.46

0.70

0.25

0.95

80％

2.81

3

合计

7.75

4.97

0.76

0.27

1.03

80%

3.15

第二节矿井设计生产能力及服务年限

一、矿井工作制度

本矿井设计年工作日330d，每天三班作业，两班采煤，一班准备，每天净提升时间为16h。

二、矿井设计生产能力

根据井田特征及开采工艺，矿井布置一个炮采放顶煤回采工作面，工作面斜长95m，日生产能力为1002t，年生产能力可达0.33Mt/a。

因此矿井设计生产能力为0.3Mt/a。

矿井储量备用系数1.4

矿井服务年限

A=3.15/（0.3×1.4）=7.5（a）

该井为技术改造设计生产能力0.3Mt，服务年限7.5a。

第三节矿井开拓

一、矿井开拓

1．矿井原生产建设情况

原矿井采用斜井开拓，沿二号煤层在矿井西北边界建有一个副斜井，井筒为木支护，净面积4.8m2；在井田中央沿三号煤底板在煤层中沿倾斜方向布置三煤风井，井筒为11#矿用工字钢棚支护，净面积5.1m2；在井田中央三号煤风井北部50m处三号煤底板中距煤层底板6—9m沿倾斜方向布置三号煤主井，井筒为锚喷支护，净面积7.73m2。

在二号煤和三号煤分别布置工作面采用仓房式采煤方法进行开采，矿井生产能力0.06Mt/a左右。

现二煤1406m标高以上已经全部采完，在1400m标高布置有251回风顺槽及1400石门及三煤联络巷与三煤主井、风井连通。

三煤北部开采到1500m标高，南部开采到1459m标高。

2．开拓方式

二、三号煤在该区随地层出露，煤层埋藏稳定，平均倾角22°，地表为中低山丘陵起伏带。

由于原矿井各井筒已经形成，并且条件良好，二号煤距三号煤间距35m左右，因此考虑矿井开拓仍采用原有斜井开拓方式，二、三煤联合布置。

只是在开采顺序上提出以下两种开拓布置方案：

方案一：

保留原矿井的三条井筒，即二号煤副井、三号煤主井和三号煤风井，并将三号煤风井改为三号煤副井，兼作为矿井总回风。

采用斜井开拓，二、三号煤联合布置。

将三号煤副井（原三号煤风井）延深到1325m标高，并在1325m标高处布置主井车场和联络巷与三号煤副井连通。

二号煤剩余部分划分为1个阶段，三号煤剩余部分自上而下划分为4个阶段。

由于矿井浅部二号煤已经采完，而三号煤现已经具备开采条件，因此先开采上部三号煤，待深部二号煤准备完成后，再进入二号煤进行开采。

二号煤全部开采结束后，再转入三号煤开采。

二号煤副井只用于完成各井筒延深、井底水仓的布置及剩余二号煤准备的准备工作，所有准备工作结束后，及时回收二号煤副井井筒，并关闭二号煤副井，矿井只保留三号煤主井和三号煤副井进行开采。

三号煤主井用主要于提升煤炭，三号煤副井主要用做回风和下放材料。

方案二：

保留原矿井的三条井筒，即二号煤副井、三号煤主井和三号煤风井，并将三号煤风井该为三号煤副井，兼作为矿井总回风。

采用斜井开拓，二、三号煤联合布置。

将三号煤副井（原三号煤风井）延深到1325m标高，并在1325m标高处布置主井车场和联络巷与三号煤副井连通。

二号煤剩余部分划分为1个阶段，三号煤剩余部分自上而下划分为4个阶段。

由于矿井浅部二号煤已经采完，而三号煤现已经具备开采条件，因此先开采上部三号煤，待深部二号煤准备完成后，再进入二号煤进行开采。

二号煤全部开采结束后，再转入三号煤开采。

二号煤副井用辅助进风并完成各井筒延深、井底水仓的布置、完成剩余二号煤准备的准备工作及生产后期的下放材料工作。

三号煤主井用主要于提升煤炭，三号煤副井主要用做回风和下放材料。

3、方案比较：

项目

优点

缺点

方案一

1、矿井直接进入生产准备，施工容易，建设期短；

2、二号煤副井可早期回收，矿井井筒煤柱少；

3、井筒数量少，井巷维修量小；

4、地面生产系统集中，有利于生产管理。

1、安全出口少；

2、矿井后期通风阻力大。

方案二

1、矿井直接进入生产准备，施工容易，建设期短；

2、矿井安全出口多；

3、进风井多，矿井通风阻力小。

1、井筒维修工程量大；

2、井筒煤柱留设多；

3、地面生产系统分散，不利于生产管理；

4、占用设备多。

4、方案确定：

根据以上方案比较，虽然第一方案矿井安全出口少，但矿井保留了两个安全出口，可满足需要；矿井后期通风阻力虽然增大，但由于主副井巷道断面均大于5m2，选择合适的通风机，可满足矿井通风需要。

并且第一方案煤柱留设少可提高矿井资源回收率；生产系统集中，易于管理，因此选择第一方案为本矿井改扩建方案。

二、井口及工业广场位置

该矿井为改扩建井，主、副井均已经部分完成，工业广场也已经建成。

主、副井布置在井田范围的中央，主井口在煤层露头以外；副井井口在煤层露头处。

主井距副井50m。

在主、副井井口附近布置工业广场。

三、阶段划分及巷道布置

矿井从上向下划分阶段布置。

根据剩余资源分部，在井筒两翼布置工作面，二号煤剩余部分划分为1个阶段，工作面斜长143m；三号煤剩余部分自上而下北部划分为4个阶段，南部划分为3个阶段，工作面斜长95m左右，留10m区段保护煤柱，每个区段垂高39m左右。

各阶段底部标高分别为+1459.0m、+1422.0m、+1384.0m、+1350.0m。

主井、副井在井田范围的中央，两翼布置工作面，工作面生产接续极为轻松。

主井布置在三号煤底板中，风井沿三号煤底板布置，给最终井筒煤柱回收创造了条件。

在井底布置主井车场，由联络巷连通主井车场和副井，详见开拓系统图。

四、采区划分及开采顺序

考虑井田范围不大，设计该矿井不化分采区。

由上向下划分阶段进行布置。

运输、回风顺槽沿煤层走向布置，留10m阶段保护煤柱，采用走向长壁布置开采。

开采顺序为先采上阶段后采下阶段；阶段内先采南翼后采北翼；工作面开采顺序为从开切眼布置工作面，自两翼边界后退式开采至井筒保护煤柱线止。

五、煤柱留设

1、边界煤柱

矿井两翼边界各留20m边界保护煤柱，深部到+1350.0m标高，不留煤柱。

2、井筒煤柱

三号煤副井南侧、三号煤主井北侧各留30m保护煤柱，二号煤副井在二号煤准备未完成前，其南侧保留37m保护煤柱，北侧煤柱以矿井北部边界为界。

3、阶段煤柱

根据矿井以往开采经验，阶段煤柱保留10m。

第四节井筒

一、三号煤主井

三号煤主井（以下称主井）为斜井，布置在三号煤底板中，距三号煤底板6～9m，用于提升煤炭，并作为矿井的安全出口。

主井井筒净断面7.73m2，表土段开挖明槽料石砌碹，而后进行覆盖。

井筒围岩较坚硬地段，采用锚喷支护，喷浆厚度100mm；围岩破碎地段，采用锚网喷支护。

井筒内布置台阶、水沟、防尘、供电管路等。

主井井口坐标位置为X=4340157，Y=18608185，H=1545.9。

二、副井

1、二号煤副井

二号煤副井为斜井，沿二号煤倾斜布置在矿井北部边界。

井筒净断面4.8m2，采用架梯形木棚支护。

二号煤副井主要用于矿井井筒延深及剩余二号煤的准备工作，并作为矿井前期的一个安全出口。

井筒内铺设18kg/m单轨，布置水沟、台阶、躲避硐等，井口坐标为X=4340527，Y=18607900，H=1557.1。

2、三号煤副井

三号煤副井为斜井，沿三号煤底板布置在三号煤中，处于主井南侧50m处。

三号煤副井井筒净断面5.1m2，采用梯形工字钢棚支护。

三号煤副井主要用于矿井回风、辅助提升、下放材料设备等，为矿井的另一个安全出口。

井筒内铺设22kg/m单轨，布置水沟、台阶、躲避硐，并布置排水、供水管路等，井口坐标为X=4340108，Y=18608183，H=1543.6。

井筒特征见表2-4-1

井筒特征表

井筒名称

井口坐标

方位（度）

倾角

井筒斜长

（m）

井筒断面（m2）

支护方式

井筒装备

总长

以有

净

掘

主井

X=4340157

Y=608185

Z=1545.9

N237

23°

565

565

7.73

8.5

锚喷或锚网喷

胶带输送机

三煤副井

X=4340108

Y=608183

Z=1543.6

N234

22°

583

378

5.1

6.3

工字钢棚子

绞车

三煤副井

X=4340527

Y=607900

Z=1557.1

N239

22°

553

416

4.8

6.45

木

棚子

绞车

第五节车场及硐室

主斜井下部设平车场，由联络巷与副井联接；各阶段段上下顺槽由副井沿三层煤底板设甩车场联络；运输顺槽用联络巷与主井联通。

各段分设煤仓。

水仓在主斜井井底车场布置。

井下不设变电所、火药库及工具库房等硐室。

水仓容量及长度计算：

Q=8Qz=8×3=24m3

式中：

Q——水仓容量m3；

8——时间，h；

Qz——矿井正常涌水量，m3/h。

水仓布置在三号煤底板岩石中，采用半圆拱断面锚喷支护，净断面S净=5.1m2。

计算水仓长度：

L=Q/S=24/5.1=4.71m

考虑到随着开采深度和开采面积的增大，矿井涌水量将增大，矿水仓采用双仓布置总长度92m。

排水管沿三号煤副井敷设。

第三章主要巷道运输及设备

第一节运输方式的选择

一、运输方式的选择

1．煤炭运输方式

根据矿井开拓巷道布置，工作面布置刮板输送机运至运输顺槽，运输顺槽内设刮板输送机运至区段煤仓，主斜井布置胶带输送机运输到地面。

2．运输系统

（1）煤炭运输系统

工作面落煤经工作面SGB-620/40T可弯曲刮板输送机运至运输顺槽。

运输顺槽内设SGB-620/40T可弯曲刮板输送机运至区段溜煤眼，通过区段溜煤眼到主井KXG胶带输送机提升运输到地面。

（2）材料及设备运输系统

材料及设备直接由副井绞车下放到回风顺槽、运输顺槽和掘进工作面。

二、回采巷道断面、支护形式、坡度及轨型

回风、运输顺槽采用11＃矿用工字钢梯形棚支护，金属网包帮包顶，回风顺槽净断面4.3m2。

巷道净高2.0m，上净口宽1.8m，底部宽2.5m；运输顺槽净断面5.1m2，巷道净高2.1m，上净宽2.1m，底部宽2.84m。

回风顺槽铺设15kg/m轻轨，木轨枕；运输顺槽铺设刮板输送机。

巷道坡度+3‰～+5‰。

回采工作面采用单体液压支柱配合П型钢梁架设一梁三柱棚子支护，金属网包外侧帮和顶，铺设刮板输送机。

第二节矿车

一、矿车选型

矿井生产所需各类矿车的型号及规格详见各类矿车规格特征表。

各类矿车规格特征表

表3-2-1

矿车名称

矿车型号

及规格

容积

（m3）

载重量（t）

规格

长×宽×高（mm）

轨距（mm）

自重（kg）

侧卸矿车

MF-1.0-6A

0.6

0.9

2200×1150×1050

600

540

材料车

MC1-6B

1

2000×880×1150

600

465

平板车

MP1-6A

1

2000×880×410

600

515

二、矿车数量

矿井移交生产时各类矿车数量见各类矿车数量表。

各类矿车数量表

表3-2-2

矿车名称

矿车型及规格

使用地点

数量（辆）

侧卸矿车

MF-1.0-6A

地面、掘进工作面

12

材料车

MC1-6B

地面、回采工作面、掘进工作面

6

平板车

MP1-6A

地面、井底车场

2

第三节运输设计选型

根据所确定的运输方式，回风顺槽、运输顺槽煤层走向沿煤层底板布置，顺槽最大长度不超过500m，采煤工作面供配备7台SGW-620/40T可弯曲刮板输送机（工作面1台，运输顺槽6台）。

井下配备调度绞车一台。

第四章采区布置及装备

第一节采煤方法

一、采煤方法及工艺

1、煤层状况

本区内地质构造简单，煤层赋存稳定，二号煤平均厚度2.14m，三号煤平均厚度8.18m，煤层倾角22°左右，顶底板岩性较好，矿井为低瓦斯矿井，自燃发火期18个月。

2、采煤方法选择

根据煤层具体条件，矿井采用走向长壁垮落法后退式采煤方法。

3、采煤工艺选择

根据煤层条件，二号煤可采用支撑掩护式支架，综合机械化开采；高档普采；炮采。

三号煤可采用轻型支架，综合机械化一次采全高的综采放顶煤采煤工艺；采用支撑掩护式支架，综合机械化分层开采采煤工艺；炮采一次采全高的炮采放顶煤采煤工艺；分层高档普采或炮采采煤工艺。

由于矿井走向总长度1000m，单翼工作面可采长度只有450m左右，矿井可采储量只有3.15Mt，选择综合机械化开采，投资大；工作面生产时间短、搬家快；矿井生产技术及员工素质及装备与综合机械化开采不配套，因此该矿井不适合采用综合机械化开采工艺。

采用分层高档普采或炮采，回采巷道布置量大；材料消耗多；下部分层巷道布置复杂；全员效率低。

因此考虑二号煤采用普通炮采；三号煤采用炮采放顶煤的采煤工艺。

炮采放顶煤是工作面用П型钢梁结合单液压支柱支护工作面，铺设金属网护顶，工作面沿走向推进，下部正常普通炮采，顶煤随放顶垮落后，在空巷侧刮板输送机上沿（底板起300～500mm）处剪网放出顶煤。

工作面呈8-12°俯斜，便于顶煤顺利放出。

二、回采工艺

普通炮采工艺为：

落煤、装煤、运煤、支护、移溜、回柱放顶。

炮采放顶煤工艺为：

落