第一章1采煤工艺：采煤工作面所使用的设备方法和工序在时间和空间上的相互配合2采煤基本工序：破、装、运、支、处。
“处”是指处理采空区，包括垮落法、充填法、煤柱支持法、缓慢下沉法。
垮落法（全部）通过注水软化，打眼放炮。
充填法包括部分充填、全部充填（水力、风力）3工作面长度：炮采80—100m；机采120—150m；综采150—180m。
推进长度：炮采300—500m；机采700—800m 1000m；综采1000m以上. 薄煤层1.3m以下中厚煤层1.3—3.5m 厚煤层3.5m以上。
厚煤层开采方法：分层开采、放顶煤、大采高。
薄煤层开采：刨煤机、滚筒采煤机、螺旋转机4区段斜长=工作面长+区段煤柱宽+区段巷宽第二章第二节1 炮采工作面爆破工作必须使用煤矿许炸药，其中最多的是煤矿铵炸药。
低瓦斯矿井中采用2号煤矿铵梯炸药；在高瓦斯矿井中使用3号煤矿铵梯炸药。
铵梯炸药多做32mm35mm38mm 直径的药卷，质量为100g 150g 200g，长度为170mm和190mm。
煤矿许用电雷管包括煤矿安全瞬发雷管和煤矿安全毫秒电雷管。
最后一级的延期时间不能超过130ms2炮眼布置方式：1单排眼：用于薄煤层煤质较软节理发育的采高较小的中厚煤层2双排眼：包括对眼三花眼，一般用于采高较小的中厚煤层煤质中硬的工作面3三排眼：即五花眼，用于采高较小煤质坚硬的中厚煤层3①炮眼与煤壁的水平夹角一般为50°—80°，软煤取大值，硬煤取小值。
为了不崩坏支架，应使水平方向的最小抵抗线朝向两柱之间的空当②顶眼在垂直面上向顶板方向仰起5°—10°眼底距顶板0.1—0.5m，其值视煤层软硬和黏顶情况而定，应保证不破坏顶板的完整性③底眼在垂直面上向底板方向保持10°—20°的俯角，眼底接近底板，以不丢煤为原则。
4炮眼间距一般为1—2m5炮眼深度根据每次开帮进度而定，一般有浅进度和深进度两种。
浅进度主要是配合单体液压支柱和金属铰接梁、可弯曲刮板输送机和爆破装煤，每次开帮进度为1—1.2m，深进度主要配合木支架使用，每次开帮进度为1.6—1.8m6确定炮眼量时，首先按吨煤炸消耗定额计算，再按装药系数进行计算，如果计算结果前者小于后者，即可认为前者计算合理，可以采用，反之，计算结果不合理，其装药不合规定，应缩小炮眼间距，增加炮眼数目，使每个炮眼的装药量减少使其符合规定7爆破注意事项：①爆破工作必须由专职爆破工担任②每次爆破前必须检查瓦斯，在爆破地点20m以内风流中，瓦斯浓度达到1%时，不准爆破，应找通风工处理，符合规定后再爆破③爆破时，爆破工应与爆破地点保持足够的安全距离④爆破后要对爆破地点的支架、顶板等进行检查，有问题应按规定及时处理，不应留给下一班第三节1顶板管理包括：工作面支护和采空区处理。
木支柱可以做信号柱。
2工作面支架形式：带帽点柱（柱帽一般应斜向煤壁，与煤壁垂直线成15°—30°的夹角）、悬臂支架（悬臂伸向工作面的叫正悬臂，悬臂伸向采空区的叫倒悬臂。
在齐梁直线柱布置时，均采用正悬壁支护）棚子支护3最小控顶距：采煤工作面在放顶以后和下次采煤以前的宽度。
最小控顶距=刮板输送机道+人形道+材料道4放顶步距：每次放顶的宽度。
放顶步距应根据岩石性质而定，完整坚硬的顶板放顶步距应大些，若过小将会在采空区出现悬顶，增大工作面压力，甚至发生推到支架的冒顶：松软破碎的顶板，放顶步距应小些，若过大，也会增加工作面压力，发生冒顶。
放顶步距等于开帮进度的倍数。
5最大控顶距是工作面临放顶前宽度，它等于最小控顶距与放顶步距之和第二章第二节1炮采工作面必须使用煤矿许用安全炸药，低瓦斯矿井使用2号煤矿铵梯炸药，高瓦斯矿井使用3号煤矿铵梯炸药，铵锑炸药做成直径是32mm、35mm和38mm的药卷，质量分别为100g、150g、200g。
使用煤矿需用电雷管，包括煤矿安全瞬发雷管和煤矿安全毫秒电雷管。
最后一级的延期时间不能超过130ms。
低瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量小于或等于10m3/t 且矿井绝对瓦斯涌出量小于或等于40m3/min。
高瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量大于10m3/t 且矿井绝对瓦斯涌出量大于或等于40m3/min。
2炮眼布置：①单排眼；用于薄煤层煤质较软及节理发育的采高较小的中厚煤层②双排眼；对眼、三花眼，一般用于采高较小的中厚煤层，煤质中硬的工作面③五花眼，用于煤层坚硬和采高较小的中厚煤层工作面3炮眼角度①炮眼与煤壁的水平夹角一般为50°~80°，软煤取大值硬煤取小值，为了不崩坏支架，应使水平方向的最小抵抗线朝向两柱之间的空当②顶眼在垂直面上顶板方向仰起5°~10°眼距顶板0.1~0.5m,其值视煤层软硬和黏顶情况而定，应保证不破坏顶板的完整性③底板在垂直面上向底板方向保持10°~20°的俯角，眼底接近底板以不丢煤为原则。
4炮眼间距可根据煤的硬度确定，一般为1~2m5炮眼深度应根据开帮进度确定，一般有浅进度和深进度两种。
浅进度是配合单体液压支柱和金属铰接顶梁、可弯曲刮板输送机和爆破装煤，目前采用开帮进度为1~1.2m，深进度是配合木支架用的，每次开帮进度达1.6~1.8m5煤层装药量依据煤的硬度、炮眼深度、炮眼间距和采高等。
计算每开一遍帮的炸药消耗量：Q=m.L.q.I (kg) m—采高，m L—工作面长度，m r—煤的密度，t/m³q—吨煤炸药消耗定额，kg/t I—开帮进度，m每个炮眼的装药量：Q(平)=Q/N （kg）N—每次开帮的炮眼数目。
N=(L/l).n L—工作面长度，m l—炮眼间距，m n—炮眼排数6《规程》规定炮眼深度和炮眼封泥长度要求：①炮眼深度小于0.6m，不得装药爆破在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼封泥长度可以小于0.6m，但必须封炮泥②炮眼深度为0.6~1m时封泥长度不得小于炮眼深度的1/2③炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m④炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m⑤光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m⑥工作面有两个或两个以上的自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。
浅眼装药爆破木岩块时，最小抵抗线和封泥长度不得小于0.3m7炮眼最大装药量：Q大=（apl）/E （kg/孔）p—每个药卷的重量，kg l—炮眼深度（小于0.1m时）或长度（大于1.0m时）m E—每个药卷的长度,m a—炮眼装药系数，即每米炮眼的平均装药长度炮眼深度为0.6~1.0m时，a=0.5，炮眼长度大于1.0m时，a=（l—0.5）/l8在确定炮眼装药量时，首先按吨煤炸药消耗定额计算，再按装药系数进行计算，如果计算结果前者小于后者，即可认为前者的计算结果合理，可以采用；如果计算结果相反，则认为装药量减少，使其符合《规程》炮眼封泥长度规定。
9爆破注意事项：①爆破工作必须由专职爆破工担任②每次爆破前必须检查瓦斯，在爆破地点20m以内的风流内，瓦斯浓度达1%时，不准爆破，应找通风工处理，符合规定再爆破③爆破时，爆破工应与爆破地点保持足够安全距离④爆破后要对爆破地点的支架、顶板进行检查，有问题时应按规定及时处理，不应留给下一班第三节1炮采工作面的顶板管理包括：工作面支护和采空区处理。
2支架形式：①带帽点柱，架设方式有三角形排列和矩形排列。
柱帽一般应斜向煤壁，与煤壁垂直线成15°~30°夹角。
特点：支护形式比较简单架设容易，但柱帽与顶板接触面积小只能用于直接顶比较完整稳定的工作面②悬臂支架：正悬臂和倒悬臂两种。
悬臂伸向工作面叫正悬臂。
悬臂伸向采空区的叫倒煤壁。
齐梁直线柱布置时，均采用正壁支护。
使用这种支架时，若在爆破后不能架设支架，可把铰接顶梁接在原有支架的顶梁上，及时托住新暴露的顶板以保证工人安全工作。
当煤攉完后应及时在梁上打上支柱。
采用齐梁直线柱布置时，顶梁长度应与开帮进度相适应，即可开一遍帮挂一次梁，每个梁下支设一根支柱，当顶板压力比较大且采用1.2m的顶梁时，每个梁下可支设一根支柱，当顶板压力比较大且采用1.2m 的顶梁时，每个梁下可支设两根支柱。
优点：有利于整体移置输送机和爆破装煤，每行支架的顶梁都铰接在一起，支架整体性强，对顶板的维护条件好。
缺点：靠煤壁没有支柱，空顶面积大时间长，顶板比较破碎时，容易在煤壁附近产生局部冒顶。
这种支护只能用于中等稳定以上的顶板③棚子支护：由支柱与顶梁组合而成的一梁二柱或一梁三柱的支架。
主要用于；直接顶不稳定或比较破碎的工作面为避免发生局部冒顶，通常在棚梁上部用木板等进行刹顶。
3采煤工作面最小控顶距（=刮板输送机道+人行道+材料道）采煤工作面在放顶以后和下次采煤以前的宽度。
4放顶步距即每次放顶的宽度。
应根据顶板岩石性质而定，完整坚硬的顶板，放顶步距应大些，若过小将会在采空区出现悬顶，增大工作面的压力，甚至发生推倒支架的冒顶；松软破碎的顶板，放顶步距应小些，若过大也增加工作面的压力弄不好可能会发生冒顶事故。
放顶步距应等于开帮进度的倍数5最大控顶距：工作面放顶前的宽度，它等于最小控顶距与放顶步距之和。
6单体液压支柱的最大、最小高度计算：L大≥m大—h—h1L小≤m小—s—h—h2L大、L小——支柱的最大、最小高度，mmm大、m小——工作面最大、最小采高，mmh——顶梁厚度mmS——顶板在最大控顶出的平均最大下沉量，mmh1——支柱阻力从零增到额定工作阻力时支柱的压缩量，一般可取10mmh2——活塞最小安全回柱行程，一般取50mm7顶板下沉量：S=ȵmRm——最大采高，m R——最大控顶距，m ȵ——0.04~0.058确定工作面支架的支护密度就是确定工作面支柱的排距和柱距。
排距就等于工作面的循环进度。
采煤工作面支架密度主要决定于顶板压力的大小和支柱的最大阻力。
当支柱的最大工作阻力一定时，工作面的顶板压力大，支柱密度也应当大，压力小时支柱密度也就小。
9确定支护强度的方法：1有本煤层邻近工作面的矿压观测资料，据此确定工作面支架的支护强度。
2已确定本煤层的顶板分类，即已经确定本煤层的直接顶属于哪一类，基本顶属于哪一级3估算法。
P=(4~8)mr (t/㎡) m——采高m r——顶板岩石的密度，t/m³4~8——求算岩柱高度的倍数。
应根据基本顶来压的强度确定，周期来压不明显时，可取小值，周期来压强烈时应取大值。
当支护强度已知时，即可采用下式确定工作面支柱的柱距：I=)2(1*)3~2()2(1*R R p n n P（m）I——工作面支架的柱距p——工作面支护强度R1、R2——最大、最小控顶距P——支架的最大工作阻力，KN n1、n2——最大、最小控顶距时支柱的排数2~3——支柱的安全系数计算柱距时，应分别按最大和最小控顶距计算，其结果应采用数值较小的那个。
