山西省霍州煤电集团汾河三交河煤矿初步设计方案.doc

前前 言言 山西省霍州煤电集团汾河三交河煤矿位于洪洞县万安镇的左木村西侧， 为股份制企业。山西省国土资源厅换发的采矿许可证批准该矿开采 2上、 2下、9、10、11 号煤层。 矿井采用平硐、立井联合开拓方式，主平硐担负煤炭运输，辅助运输， 排水、供电，人员运输及进风任务，兼做矿井的一个安全出口；杨坡回风 立井担负五采区的回风任务，兼做五采区的第二个安全出口；金山沟回风 立井担负三采区的回风任务，兼做三采区的第二个安全出口。 井田分二个水平开拓,一水平(+975m 水平)开采上组煤(2上、2下号煤),二 水平开采下组煤(9、10、11 号煤层),目前开采上组煤，后期延深开采下 组煤。 上组煤现生产采区为三、五采区，根据五采区准备巷道揭露煤层条件 分析，2上与 2下号煤层在五采区北翼南部合并(层间距小于 1.0m)，合并 区走向长度 700-1000m。五采区南翼 2上与 2下号煤层基本全部合并，因此 合并区以五采区南翼为主。 为了合理开采合并区，提高煤炭资源回收率，实现安全高效，受霍州 煤电集团及三交河煤矿委托，我院与煤炭科学研究总院太原分院合作编制 三交河煤矿五采区 2上号和 2下号合并区开采设计，采区生产能力 3.0Mt/a。 一、编制设计的依据一、编制设计的依据 1采掘工程平面图及矿方提供的有关资料； 2国家有关煤炭工业的规程、规范和技术政策等： (1)全国人大常委会 1992 年颁发的中华人民共和国矿山安全法； (2)国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局 2006 年颁发的 煤矿安全规程； (3)国家技术监督局和建设部 2005 年发布的煤炭工业矿井设计规 范,(GB50215-2005)； (4)矿山电力设计规范； (5)原中国统配煤矿总公司中煤总安字1990第 171 号文煤矿井下 粉尘防治规范(试行)； (6)全国人大常委会 1996 年颁发的中华人民共和国煤炭法； (7)国务院 1996 年批准的中华人民共和国矿山安全法实施条例； (8)其他有关法律法规。 3设计委托书。 二、存在的主要问题与建议二、存在的主要问题与建议 建议加强生产矿井地质工作，全面搜集井下资料，查明古窑老空及采 空区积水、积气情况,及时建立有关台帐、卡片，进行综合编录，根据地 质规律预测回采工作面地质条件，并对顶板岩性做物理力学测试工作。 第一章第一章 采区概况及地质特征采区概况及地质特征 第一节第一节 采区概况采区概况 一、采区概况一、采区概况 五采区位于井田西侧，西、北、南部以井田边界为界，采区东部以三、 五采区的采空区为界。 五采区开采上组煤 2上、2下号煤层。 据调查，采区内东部存在古窑老空及采空区，建议矿方加强探掘工作， 探清古窑老空及采空区的范围，为工作面的布置及接替提供可靠的资料。 第二节第二节 地质特征地质特征 一、煤层及构造一、煤层及构造 12上、2下号煤层结构与厚度 直接顶：为泥岩、砂质泥岩，局部相变为粉砂岩，夹煤线，灰黑色， 含植物化石，厚度 2-10m。 老顶：为 K8中砂岩，厚度 3-15m，灰白色中粗粒长石砂岩，中厚层状， 致密坚硬，裂隙发育，工作面顶板节理发育，砂泥岩交互处顶板破碎。 煤层结构为：1.9-2.3(0.1-1.0)0.5-1.2(0.1-0.8)0-0.7m，煤层结构 柱状如表 1-2-1。 其中：2上号煤层结构简单，厚度稳定，平均厚度 2.1m。 2上号与 2下号煤层间距 0.1-1.0m，平均 0.3m，岩性为泥岩，质软,遇 水软化成泥状。 2下号煤层结构复杂，厚度变化大，上部煤分层厚 0.5-1.2m，平均厚 度 0.9m，中部夹石厚度变化大 0.1-0.8m，平均厚度 0.5m，岩性为泥岩、 砂岩，较坚硬，下部煤分层厚度较小，0-0.7m，平均厚度 0.5m。 煤层底板： 煤层底板大部分为泥岩，质较软，局部为细砂岩，质硬。本次设计对 煤层底板比压进行了测试，为支架选型提供更加可靠的数据。 煤层结构柱状图煤层结构柱状图 表 1-2-1 地层岩石名称 最小厚度-最大厚度 平均厚度(m) 岩性描述 2上号煤层老顶 3-15 8 为 K8中砂岩，灰白 色中粗粒长石砂岩，中 厚层状，致密坚硬，裂 隙发育。 2上号煤层直接顶 2-10 3 为泥岩、砂质泥岩， 局部相变为粉砂岩，夹 煤线，灰黑色，含植物 化石。 2上号煤层 1.9-2.3 2.1 结构简单,厚度稳定 2上号与 2下号煤层间距 (合并区) 0.1-1.0 0.3 泥岩,质软，遇水软 化成泥状。 2下号煤层上分层 0.5-1.2 0.9 中部夹石 0.1-0.8 0.5 泥岩，砂岩,较坚硬 2下号煤层下分层 0-0.7 0.5 山西组 2下号煤层底板 2.0-8.0 4.5 大部为泥岩，质较 软，局部为细砂岩，质 硬。 2.采区内地质构造 五采区未发现大的断层，在巷道掘进和回采过程中揭露数条落差小于 6m 的断层。对采区巷道布置和工作面布置影响不大。 二、煤质二、煤质 根据三采区采取的煤样以及五采区所收集的资料，五采区 2 号煤层物 理性质及宏观煤岩特征：黑色块状，条带状和粒状结构，呈弱沥青光泽， 该煤层属低灰-中灰，特低硫-低硫，高-特高热值焦煤。 三、水文地质三、水文地质 根据矿井多年开采实践，井下涌水量很小，只有在雨季涌水量较大。 据井下现场观测，五采区巷道干燥，涌水量很小。水文条件属简单。 四、开采技术条件四、开采技术条件 1煤层顶、底板特征 煤层顶、底板特征见前述介绍，五采区现综采工作面回采 2上号煤层， 一次采全高，顶板管理采用全部垮落法。根据开采实践，顶板初次来压步 距为 30m, 周期来压步距为 14m，顶板较易管理。 2瓦斯 五采区所采的 2上、2下号煤层由于埋藏较浅，瓦斯含量低，但由于部 分地段煤层直接顶板泥岩较薄，K8砂岩距煤层较近，砂岩中裂隙发育，常 有瓦斯积聚。采煤工作面的绝对瓦斯涌出量因工作面长度以及其他各种因 素影响而有所不同，矿井日产煤 5334t 时，矿井绝对 CH4涌出量为 6.83 m3/min ，相对 CH4涌出量 1.85m3/t，绝对 CO2涌出量为 3.51 m3/min ，相 对 CO2涌出量 0.95m3/t，属低瓦斯矿井。其中五采区日产煤 2000t，绝对 CH4涌出量为 2.10m3/min ，相对 CH4涌出量 1.51m3/t，绝对 CO2涌出量为 1.56 m3/min ，相对 CO2涌出量 1.12m3/t， 当五采区生产能力达到 3.0Mt/a 时，经计算绝对 CH4涌出量为 9.53m3/min。 3煤尘及煤的自燃倾向 根据山西省煤炭工业局检测中心 2006 年 6 月 27 日检验报告,该矿 2 号煤层煤样火焰长度为 400mm、岩粉用量均为 80%，煤尘有爆炸危险性。 2 号煤层吸氧量 0.5888mL/g,自燃倾向为 II 类,属自燃煤层。 4地温 本区属地温正常区。 第二章第二章 采区巷道布置及采煤方法采区巷道布置及采煤方法 第一节第一节 采区边界及储量采区边界及储量 一、采区边界一、采区边界 五采区位于井田西侧，西、北、南部以井田边界为界，采区东部以三、 五采区的采空区为界。 二、采区储量二、采区储量 1资源储量 五采区 2上号煤层资源/储量为 25.0 Mt；五采区 2下号煤层资源/储量 为 11.54 Mt。 2可采储量 采区可采储量计算公式如下： 可采储量=(工业储量-永久煤柱损失)采区回采率 式中:永久煤柱损失量为保护井筒、村庄和为保证安全生产的井田边 界、大巷等留设的煤柱损失量。 采区回采率根据煤炭工业矿井设计规范中的规定选取，中厚煤层 80%。 经计算，五采区剩余可采储量为 18.84Mt。 三、采区煤柱三、采区煤柱 五采区胶带运输巷、轨道巷之间留 25m 煤柱, 回风巷、轨道巷之间留 35m 煤柱,巷道两侧留 35m 煤柱，采区边界两侧各留 10m，顺槽之间留 20m 煤柱。井筒按级保护，村庄按级保护，再根据表土层和基岩厚度(表 土移动角 45，基岩移动角 70)计算保安煤柱。 第二节第二节 采区生产能力及服务年限采区生产能力及服务年限 五采区生产能力 3.0Mt/a，年工作日 330d，每天四班作业，三班生产， 一班准备，日净提升时间 16h。 1五采区生产能力 大采高综采工作面投产后，五采区以 1 个工作面和 2 个掘进工作面保 证 3.0Mt/a 的生产能力。 2服务年限 经计算五采区 2上和 2下号煤层剩余可采储量 18.84Mt，按 3.0 Mt/ a 生产能力计算剩余服务年限。 五采区剩余服务年限按下式计算： T= KA ZK 式中： T剩余服务年限，a； ZK 可采储量，Mt； A采区设计生产能力，Mt/a； K储量备用系数，取 1.3。 则采区剩余服务年限为: A矿= = 4.8a KA ZK 3 . 10 . 3 84.18 经计算五采区的剩余服务年限为 4.8a。 第三节第三节 采煤方法采煤方法 一、采煤方法的选择一、采煤方法的选择 1. 采煤方法的比选 五采区现在采区北翼布置 1 个走向长壁综采工作面，开采 2上号煤层。 采高 2.6-2.7m ,工作面长度 200m。 2上与 2下号煤层在五采区北翼南部合并(层间距小于等于 1.0m)，夹 矸为泥岩，质软，遇水软化成泥状。具备单一煤层开采条件，走向长度 700-1000m，五采区南翼 2上与 2下号煤层基本全部合并，2上与 2下号煤层 合并层最小厚度(含夹矸)2.9 m, 最大厚度(含夹矸)5.3 m。 2下号煤层分为上下两个分层，中间夹矸 0.1-0.8m，平均 0.5m, 为泥 岩、砂岩，较坚硬，2下号煤层属于优质焦煤，市场需求量大。 近几年，煤矿井下工作面装备快速发展，国产化程度不断提高，尤其 是大采高综合机械化采煤方法的应用在神华集团、晋城煤业集团所属煤矿 的使用中取得了很大的成功，晋城煤业集团寺河煤矿一次采全高最大采高 已达到 6.0m。为了提高三交河煤矿的资源回收率，提高矿井的综合经济 效益，根据 2上与 2下号煤层的赋存条件，2上与 2下号煤中间夹矸较软，2 下号煤层中间夹矸较坚硬，但节理裂隙发育。设计推荐在五采区南北两翼 合并区(夹矸小于等于 1.0m)采用大采高综合机械化采煤方法。 五采区 2 号层合并区(夹矸小于等于 1.0m)一次采全高，顶板管理采 用全部垮落法。 2.工作面参数 (1) 工作面长度 确定综采工作面长度应充分考虑地质条件与工作面技术装备水平，工 作面长度的增加，有利于减少辅助作业时间，降低巷道掘进率；有利于提 高开机率、采区回采率、工作面单产，从而提高工作面效率。工作面地质 条件优越，煤层倾角小、厚度大、顶底板稳定，可将工作面长度适当加大。 机械化装备水平越高，要求工作面生产能力越大，工作面长度要与生产能 力相适应。工作面长度越长，对工作面机械设备的可靠性的要求越高。确 定工作面长度，还应考虑顶板管理，煤层瓦斯含量以及工作面通风等因素， 条件受限时，工作面长度不宜过大。 综合考虑，确定三交河矿五采区 2 号层合并区大采高工作面长度为 200m。首采 505 工作面顺槽巷道已掘成，工作面长度 200m。 (2)工作面推进长度 提高工作面推进长度，可减少工作面搬家次数，为工作面连续稳定高 产创造条件，推进长度受地质因素、顺槽胶带强度、巷道掘进方式及煤层 煤柱和边界条件的制约。我国普通综采工作面的推进长度一般为 1000m- 1200m，高效工作面长度达到 1500m-3000m，按照三交河煤矿合并区生产 能力要求，大采高工作面推进长度五采区北翼约 1100m，南翼约 2700m， 大采高工作面主要分布在南翼。 二、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型二、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型 综采工作面的采、装、运、支工序全部采用机械化。 从目前综采的发展趋势看，设计安全高效的综采面要求加大工作面的 长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机，提高采煤的截割速 度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配， 加强端头支护，采用长距离顺槽胶带输送机。针对上述要求，对于综采系 统设计考虑了以下原则： 机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开 机率，达到安全高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加 运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。 为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减 少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别 是顺槽断面，采用掘进机掘进，利用顶板完整，煤层比较坚硬的条件，采 用树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。 对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员及材料快速 方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因素考虑， 并在巷道布置上加以保证。 综采工作面总体配套设计包含以下内容： 成套设备生产能力、技术参数的配套计算和校核； 根据设备特点对工作面长度和巷道断面进行参数优化； 工作面成套设备的合理布置。 由于进口设备价格昂贵，后期维护成本高，而国产设备目前已能够满 足厚煤层综采工作面的要求，并且在国内很多矿井得到应用，因此本次设 计工作面设备中液压支架(电液控制系统进口)、刮板输送机立足国产，为 了满足进度的要求，采煤机也选用国产设备。 大采高工作面主要采煤设备选择分述如下： 1采煤机 (1)采煤机截深 合理确定采煤机截深，可充分发挥综采设备的效率，提高开机率。加 大截深有利于提高循环产量，但增加了采煤机的运行阻力，降低了采煤机 的运行速度，对顶板管理不利。目前，我国综采面采煤机截深一般为 0.5-0.6m，高效工作面一般为 0.8-1.0m。 由于该合并层工作面煤层中有 2 层夹石，其中 1 层夹石为泥岩、砂岩， 截割阻力较大，因此采煤机截深不可过大，将割煤宽度定在煤壁压酥区， 可充分发挥采煤机的效率，结合三交河矿的产量要求和设备配套，确定采 煤机截深为 0.8m。 (2)工作面单刀产量计算 工作面产量按 2 号煤层合并区厚度最大 5.3m、最小 2.9m 和平均 4.3m 分别计算。 厚度 5.3m 时工作面单刀产量： 煤的产量 Q=HLb=3.82000.81.35=820.8(t) 式中： H纯煤厚度，m； L工作面长度，m； b采煤机截深,0.8m； 煤的容重，1.35 t/ m3。 夹矸产量 Q=HLb=1.52000.82.5=600(t) 厚度 2.9m 时工作面单刀产量： 煤的产量 Q=HLb=2.62000.81.35=561.6(t) 夹矸产量 Q=HLb=0.32000.82.5=120(t) 厚度平均 4.3m 时工作面单刀产量： 煤的产量 Q=HLb=3.52000.81.35=820.8(t) 夹矸产量 Q=hLb=0.82000.82.5=320(t) (3)工作面开机率计算 满足工作面目标产量的采煤刀数 按日产原煤 10000t(含矸)计算： a. 采高 5.3m 时 100001420.8=7.03 刀考虑 0.85 的正规循环率、工作面回采率等 因素，取 9 刀 b. 采高 4.3m 时 100001140.8=8.77 刀 考虑 0.85 的正规循环率、工作面回采率等因素，取 12 刀 c. 采高 2.9m 时 10000681.6=14.67 刀 考虑 0.85 的正规循环率、工作面回采率等因素，取 18 刀 采煤机割一刀煤的行程长度 由于采煤机在工作面端头需往返切割进刀，因此，割一刀煤时，采煤 机的割煤行程大于工作面长度。 L刀L工+L采+2L弯=200+14+223=260m 式中： L工工作面长度，取 200m； L采采煤机最大水平长度，取 14m； L弯输送机弯曲段长度，取 23m。 采煤机采一刀煤需用时间 平均割煤速度 6m/min 时 2606+8(辅助时间)52min 完成目标产量采煤机需用时间： 采高 2.9m、4.3m、5.3m 时，完成 10000t 的割煤刀数分别为 18 刀、 12 刀和 9 刀。 完成目标产量分别用时： 5218 =936(min) 5212= 624(min) 529=468(min) 出煤班的开机率计算 采煤机日开机时间 工作面劳动组织采用“四六制” ，3 个出煤班分别为 6h，共计 18h， 检修班为 6h。可用的出煤时间为： 1860=1080min 采高 5.3m 时完成目标产量 10000t，出煤班的开机率需达到： 4681080=0.43 采高 4.3m 时完成目标产量 10000t，出煤班的开机率需达到： 6241080=0.58 采高 2.9m 时完成目标产量 10000t，出煤班的开机率需达到： 9361080=0.87 工作面的日开机率计算 一天折算为分钟为： 2460=1440min 采高 5.3m 时完成目标产量 10000t，日开机率需达到： 4681440=0.33 采高 4.3m 时完成目标产量 10000t，日开机率需达到： 6241440=0.43 采高 2.9m 时完成目标产量 10000t，日开机率需达到： 9361440=0.65 小结 在煤层厚度 2.9-5.3m 条件下，采煤机平均割煤速度 6m/min，工作面 设备配套在采煤班开机率达到 43%-87%，日开机率需达到 33%-65%时，可 完成日产 10kt，年产 3.0Mt 的产量。表 2-3-1 是不同煤层厚度的开机率 和割煤刀数对比。 不同煤层厚度的开机率和割煤刀数对比不同煤层厚度的开机率和割煤刀数对比 表 2-3-1 煤层厚度(含夹矸) (m) 采煤班开机率(%)日开机率(%)割煤刀数(刀) 2.9876518 4.3584312 5.343339 (4)采煤机的选型 采煤机选型原则 a适合特定的煤层地质条件，并且采煤机采高、截深、牵引速度等 参数选取合理，有较大的适用范围。 b满足工作面开采生产能力要求，采煤机实际生产能力要大于工作 面设计生产能力 10-20%。 c与液压支架和刮板输送机相匹配，影响采煤机选型的主要因素是 煤层的力学特性，厚度和倾角，工作面生产能力。 采煤机性能参数的确定 采高的选择 采煤机的采高应与煤层厚度的变化范围相适应，根据三交河 2上、2下 号煤层赋存条件和合并区开采技术条件，确定采煤机的最大高度为 5.3m，最小采高为 2.9m。 截深的确定 截深的选取与煤层厚度，煤层软硬，顶板岩性以及支架移架步距，综 合考虑取采煤机的截深为 0.8m。 滚筒直径的确定 双滚筒采煤机的滚筒直径以大于工作面最大采高的 0.5 倍为宜。三交 河 2上、2下号层合并区最大采高为 5.3m，所以双滚筒采煤机的滚筒直径 大于或等于 2.7m 即可满足使用要求，根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒 直径 D=2.8m。 采煤机牵引速度 这主要根据工作面设计生产能力来选择 Vg=Qh/60MBr=4.8(m/min) 式中： Qh工作面小时产量，1639.38t/h； Vg采煤机所需牵引速度，m/min； M采高，5.3m； B截深，0.8m； C煤的容重，1.35t/m3。 所选工作面采煤机牵引速度 VVg，取 6m/min。 装机功率的确定 根据统计资料，开采 1t 煤所需能量为 0.7-0.8kWh，厚度 5.3m 时 工作面单刀产量： a厚度 5.3m 时工作面单刀产量： 煤的产量 Q=HLb1=3.82000.81.35=820.8(t) 夹矸产量 Q=hLb2=1.52000.82.5=600(t) 采煤机割一刀需用 52min,计算采煤机的小时产量为 1639.68t/h。 采煤机理论装机总功率最大应为 1639.680.8=1311.74kW。在实际 生产中，采煤机的装机功率要比正常割煤时所需的功率要大，还要考虑采 煤机过地质构造时的破岩能力，这样采煤机的装机容量应考虑富裕系数， 取 1.3，因此，厚煤层大采高一次采全厚采煤机的总功率为 1311.741.3=1705.26kW，取整为 1800 kW。 通过上述分析，对采煤机的选型技术参数要求如下： 采高 2.9-5.3m，截深 0.8m，滚筒直径 2.8m，装机功率 1800kW，牵引 速度 6m/min，额定电压 3300V，频率 50Hz。 据调查，目前我国生产大采高采煤机的企业有西安煤机厂和太原矿山 机器集团有限公司，其中太原矿山机器集团有限公司生产的 MGTY750/1805-3.3D 型大采高采煤机在平朔煤炭公司安家岭井工矿一号井 和神华集团神东公司得到成功应用，取得了很好的经济效益。设计推荐三 交河煤矿选用 MGTY750/1805-3.3D 型采煤机。采煤机尺寸详见图 2-3-1。 其主要技术参数见表 2-3-2。经计算，综采工作面小时能力约为 1700t 左右。在选择配套刮板机、转载机、顺槽可伸缩胶带输送机等运输 设备时，考虑了生产矿井实际使用情况和计算的生产能力两方面因素，并 遵循 “运煤系统的能力外部要大于采面 20为宜”的原则。 采煤机技术特征表采煤机技术特征表 表 2-3-2 型号 采高 (m) 电机 功率 (kW) 滚筒 直径 (mm/个) 截深 (mm) 牵引 速度 (m/min) 机面 高度 (mm) 重量 (t) MGTY750/1805-3.3D2.6-5.518052800/28000-24.875 2.工作面可弯曲刮板输送机 工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求： 一是运输能力与采煤机生产能力相适应，根据前述计算采煤机生产能 力为 1700t/h。 二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。 三是运输机长度与工作面长度相一致。 选用 1 部 SGZ1000/2700 型可弯曲刮板输送机，其主要技术参数见 表 2-3-3。 刮板输送机技术特征表刮板输送机技术特征表 表 2-3-3 型号 铺设 长度 (m) 输送能 力 (t/h) 刮板链速 (m/s) 中部槽 (长宽高) (mm) 电机 功率 (kW) 电压 等级 (V) 备注 SGZ1000/270 0 25025001.31750100035270023300 3.顺槽转载机和破碎机 顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作 面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套，为此选 SZZ1000/375 型刮 板转载机。其主要技术参数见表 2-3-4。 转载机技术特征表转载机技术特征表 表 2-3-4 型号 出厂长度 (m) 输送能力 (t/h) 电机功率 (kW) 电压等级 (v) 备注 SZZ1000/3757022003753300 顺槽破碎机的破碎能力亦应不小于工作面的生产能力，并与刮板转载 机相配套，为此选用 PCM375 型高效破碎机。其主要技术参数见表 2-3- 5。 破碎机技术特征表破碎机技术特征表 表 2-3-5 型号 破碎能力 (t/h) 最大给料尺寸 (mm) 最大排料 尺寸(mm) 电机功率 (kW) 电压等级 (V) PCM3753500120010003003751140/660 4.液压支架 (1)选型原则 影响液压支架选型的主要因素有顶板(直接顶，老顶)和底板岩性，煤 层可采厚度，煤层倾角，煤层瓦斯含量等，支架选型遵循 4 个原则： a支护强度与工作面矿压相适应； b支架架型结构与煤层赋存条件相适应； c与底板的比压与底板的抗压强度相适应； d支架通风断面与工作面通风要求相适应。 (2)支架支撑高度的确定： HmaxMmax+0.2(1) HminMmin-(0.20.3) (2) 式中： Hmax、Hmin支架最大、最小高度，m； Hmax、Hmin工作面最大、最小采高，m。 则支架最大高度 Hmax5.3+0.2=5.5m 支架最小高度 Hmin2.9-0.3=2.6m 确定支架高度 Hmax=5.5m Hmin=2.6m (3)支架支护强度的计算 按岩石自重法计算 P=6mr 计算，取 6 倍采高 式中 m 为最大采高，5.3m； r 为顶板岩石容重，26kN/m3； 则 P=6mr=65.326=826.8kN/m3(取 0.827MPa) 根据国家煤炭行业标准 MT554-1996 规定的综采工作面支护强度方 法计算 老顶周期来压步距 3 t R LH q 带入数值得老顶周期来压步距 L=13.6m 按照各级基本顶的额定支护强度计算方法，计算公式为： P=72.3hm+4.5L+78.9Bc-10.24N-62.1 式中： P额定支护强度kN/m2 hm煤层最大采高5.3m L周期来压步距13.6m Bc支架最大控顶距4.6m N直接顶与采高之比0.56 代入数据经计算得 P=739.5kN/m2(0.74MPa)。 取上述计算的最大值，支架支护强度应小于 0.827MPa。 (4)支架工作阻力计算 液压支架工作阻力下限应为： F=PSCBC/K 式中: F支架工作阻力kN/架 P额定支护强度取 827kN/m2 SC支架中心距1.75m BC支架最大控顶距4.6m K支撑效率0.9 代入数据 F=7397.06kN，取 7400kN。则支架工作阻力应不小于 7400kN。选取支架支护阻力为 7600kN。 (5)支架主要参数 支架型号 ZZ7600/26/55 支架型式两柱掩护式 支架高度2600-5500mm 支架工作阻力7600KN 支护强度不小于 0.827MPa 支架中心距1750mm 支架控制方式电液控制(进口) 支架重量约 28.6t (6) 支架设计特点 a架型选择两柱掩护式。 b 支架采用整体顶梁，带双侧活动侧护顶(单侧使用)。 c 顶梁前端带两级护帮顶。 d 支架结构采用高强度板材，确保支架高可靠性，并降低支架重 量。 e 采用刚性整体底座，配提底千斤顶。 f 本工作面底板较软，支架底座结构设计力求降低对底板比压。 g采用电液控制系统。 液压支架技术特征表液压支架技术特征表 表 2-3-6 型 号 工作 阻力 初撑力 (kN) 支护 高度 支护 宽度 支护 强度 对底板 最大比压 重量 (t) (kN)(mm)(mm)(MPa)(MPa) ZZ7600/26/5576006150-63222600-550016500.82728.6 另选用 3 架过渡支架，3 架排头架和 3 架排尾架。 液压支架尺寸详见图 2-3-2、2-3-3。 5.顺槽可伸缩胶带输送机 a胶带输送机的输送能力应大于或等于工作面刮板输送机的输送能 力。 b胶带输送机的机尾部要与转载机的配套尺寸相适应。 c胶带输送机的输送长度要根据运输巷道的长度、坡度、以及输送 机功率等因素综合考虑。 如果第 1 个大采高工作面布置在五采区北翼的 505 工作面，2上、2下 合并层顺槽长度为 1072m，经计算选用 SSJ-1400/2000/2502 型可伸缩 胶带输送机，如果第 1 个大采高工作面布置在五采区南翼的 502 工作面， 2上、2下合并层顺槽长度为 2715m，经计算选用 SSJ-1400/2000/5602 型 可伸缩胶带输送机，主要技术参数见表 2-3-7。选型计算详见第五章第二 节。 可伸缩胶带输送机技术特征表可伸缩胶带输送机技术特征表 表 2-3-7 顺槽超前支护选用 DW45-150/110 型单体液压支柱配合木柱帽支护顺 槽顶板。建议矿方在大采高工作面投产后,开展超前支架支护的论证工作, 型 号 输送能力 (t/h) 输送长度 (m) 带速 (m/s) 带宽 (mm) 电机功 率(kW) 电压等级 (V) SSJ-140/200/2502200010723.15140025023300 SSJ-140/200/5602200027153.5140056023300 条件具备时超前支护改用超前支架。 工作面回风顺槽配备 BRW400/31.5 型乳化液泵 2 套，3000L 型乳化液 箱 2 个；配备 BPW516/13.2 型喷雾泵站 2 套；配备 MYZ-200 型注水钻 2 台, MZB-100/150A 型注水泵 3 台。技术特征详见表 2-3-8、2-3-9。 乳化液泵技术特征表乳化液泵技术特征表 表 2-3-8 型 号 额定流量 (L/min) 额定压力 (MPa) 泵箱容量 (L) 电机功率 (kW) 电压等级 (V) BRW400/31.540031.530002501140 喷雾泵站技术特征表喷雾泵站技术特征表 表 2-3-9 型 号 额定压力 (MPa) 额定流量 (L/min) 泵箱容 量(L) 电机功 率(kW) 电压等级 (V) BPW516/13.213.25163000751140 工作面主要设备配备见表 2-3-10,及图 2-3-4、2-3-5。 工作面主要设备一览表工作面主要设备一览表 表 2-3-10 序号设备名称型 号单位数量备注 1双滚筒采煤机MGTY750/1805-3.3D部1 2掩护式液压支架ZZ7600/26/55架108 3端头液压支架架9过渡、排头、排尾架 4可弯曲刮板输送机SGZ-1000/2700部1 5乳化液泵BRW400/31.5套2 6乳化液箱3000L台2 7带式输送机SSJ1400/2000/2502(5602)部1 8破碎机PCM375台1 9回柱绞车SDJ-25T台2 10单体液压支柱DW45-150/110根182 11阻化剂泵WJ-24台3 12喷雾泵BPW516/13.2套2 13喷雾泵水箱3000L台2 三、工作面回采方向与超前关系三、工作面回采方向与超前关系 根据开拓、采区布置及采用的采煤方法,采煤工作面采用后退式开采, 即自井田边界或采区边界向采区巷道方向推进。 四、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度四、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度 根据煤炭工业矿井设计规范,结合三交河煤矿技术、管理水平等 因素，确定工作面长度 200m，工作面工作制度为“四六制” ，三班生产、 一班准备, 按煤层平均厚度 5.3m 计算，每天回采 9 个循环，循环进度为 0.8m，按 85%的正规循环率，年推进度为 2020m。按煤层平均厚度 4.3m 计 算，每天回采 12 个循环，循环进度为 0.8m，按 85%的正规循环率，年推 进度为 2693m。按煤层平均厚度 2.9m 计算，每天回采 18 个循环，循环进 度为 0.8m，按 85%的正规循环率，年推进度为 4039m。 五、回采率五、回采率 据煤炭工业矿井设计规范规定， 2上、2下号层合并区工作面回 采率为 93%，采区回采率为 75%。 第四节第四节 采区布置采区布置 一、采区布置方式一、采区布置方式 (一)采区巷道布置 14注水泵MZB-100/150A台3 15注水钻MYZ-200台2 16刮板转载机SZZ1000/375台1 17污水泵80WG台222kW 五采区胶带运输巷、轨道运输巷沿 2 号煤层底板布置，采区回风巷沿 2 号层顶板布置。 505 工作面运输、回风顺槽(为已掘巷道),均沿 2上号煤层底板布置， 运输顺槽直接与胶带运输巷相接，工作面回风顺槽通过联络巷与采区回风 巷、采区轨道运输巷相接。如果首先大采高工作面布置在 505 工作面,需 对工作面顺槽进行扩帮和超底。 (三)采区开采顺序 采区内工作面采用前进式开采方式，工作面采用后退式开采方式。 二、移交生产和达到设计能力时的工作面个数及生产能力计二、移交生产和达到设计能力时的工作面个数及生产能力计 算算 (1) 矿井移交生产时，在五采区布置 1 个大采高综采工作面，满足 3. 0 Mt/a 的生产能力。 (2) 回采工作面能力计算： 回采工作面原煤生产能力按下式计算： Q采=labM1rc 式中： l工作面长度，m； a工作面日推进度，分别为 7.2m、9.6m、14.4m； b年工作日,330d； M1工作面纯煤厚度，m； r煤的容重，t/m3； 正规循环率，0.85； c工作面回采率,0.93。 则:回采工作面生产能力为： 合并层厚度为 5.3m 时： 采 1=2007.23303.81.350.850.93=1.93(Mt/a) 合并层厚度为 4.3m 时： 采 1=2009.63303.51.350.850.93=2.37(Mt/a) 合并层厚度为 2.9m 时： 采 1=20014.43302.61.350.850.93=2.83(Mt/a) 工作面夹矸生产能力按下式计算： Q矸=labM2rc 式中： l工作面长度，m； a工作面日推进度，9.6m； b年工作日,330d； M2夹矸平均高度，分别为 1.50m、0.75m 和 0.30m； r夹矸的容重，2.5t/m3； 正规循环率，0.85； c工作面回采率,0.93。 则:工作面矸石产量为： 合并层厚度为 5.3m 时： 矸 1=2007.23301.502.50.850.93=1.41(Mt /a) 合并层厚度为 4.3m 时： 矸 2=2009.63300.752.50.850.93=0.94(Mt /a) 合并层厚度为 2.9m 时： 矸 3=20014.43300.302.50.850.93=0.57(Mt /a) 合并层厚度为 5.3m 时： 1=采+ Q矸=1.93+1.41=3.34(Mt /a) 合并层厚度为 4.3m 时： 2=采+ Q矸=2.37+0.94=3.31(Mt /a) 合并层厚度为 2.9m 时： 3=采+ Q矸=2.83+0.57=3.40(Mt /a) 工作面满足 3.0 Mt /a 的设计生产能力。 如果首采工作面布置在 505 工作面，已有顺槽沿 2上号煤层顶板 布置，顺槽起底后净高为 4.0m，工作面 2上、2下合并层厚度大于 4.0m 时，工作面刮板输送机存在底过渡问题，要损失掉一部分三角煤， 按最大采高 5.3m 计算，三角煤的损失量为 3.1%,按采高 4.3m 计算时， 三角煤的损失量为 2%，采高 2.9m 时，没有三角煤的损失。厚煤层工 作面的回收率最低为 93%，考虑 7%的损失率，所以本次设计生产能力 计算时没有再考虑三角煤的损失量。 后续大采高工作面顺槽在顶板条件适合时，尽量沿 2下号煤层底板布 置，尽量避免底板过渡，减少煤的损失量。 三、工作面运输、通风、排水、压风、给水、排水系统三、工作面运输、通风、排水、压风、给水、排水系统 (1)毛煤运输系统 毛煤：回采工作面(可弯曲刮板输送机)工作面运输顺槽(转载机-破 碎机-胶带输送机)五采区胶带运输巷(胶带输送机)。 (2)运料系统 材料:五采区轨道运输巷材料联络巷工作面轨道(回风)顺槽回 采工作面。 (3)通风系统 新鲜风流:五采区胶带、轨道运输巷工作面运输顺槽回采工作面。 污风:回采工作面工作面轨道(回风)顺槽五采区回风巷 (4)给水系统 五采区轨道运输巷工作面运输、轨道顺槽(给水管)给水管网通过 阀门、三通向用水点供水。 (6)排水系统 积水：工作面(小水泵、排水管)顺槽(小水泵、排水管)五采区轨 道运输巷。 第五节第五节 巷道掘进巷道掘进 一、工作面巷道断面及支护形式一、工作面巷道断面及支护形式 505 工作面运输、回风顺槽现采用矩形断面，锚网(加钢带)锚索支护， 净宽 4.0m，净高 2.5m，净断面 10.0m2，掘进断面 11.34m2。 大采高首采工作面如果布置在 505 工作面，根据大采高设备安装要求， 对运输、回风顺槽进行扩帮和起底，断面加大后，运输顺槽净宽 5.0m， 净高 4.0m，净断面 20.00m2，掘进断面 21.84m2，轨道(回风)顺槽净宽 4.5m，净高 4.0m，净断面 18.00m2，掘进断面 19.74m2。顺槽支护仍采用 锚网(加钢带)锚索支护，帮锚杆直径 18mm，长度 L=1700mm，间排距 10001000mm， 工作面开切眼净宽为 8.3m，净高 2.9-5.3m,平均 4.3 m，顶板采用锚 网锚索支护。锚杆采用金属树脂锚杆，锚杆直径 20mm，长度 L=2400mm，间排距 800800mm，锚索采用钢绞线，锚索直径 15.24mm， 长度 L=7300-12300mm，间排距 16001600mm。 以上支护参数为设计推荐参数，霍州煤电集团三交河煤矿已委托太原 理工大学矿业学院开展大采高工作面顺槽及开切眼支护方式及支护参数的 试验研究，具体支护参数以支护研究报告提供的参数为准。 后续工作面运输顺槽采用矩形断面，净宽 5.0m，净高 4.0m，净断面 20.00m2，掘进断面 21.84m2，支护采用锚网(加钢带)锚索支护，轨道(回 风)顺槽采用矩形断面，净宽 4.5m，净高 4.0m，净断面 18.00m2，掘进断 面 19.74m2，支护采用锚网(加钢带)锚索支护。工作面开切眼净宽为 8.3m，净高 2.9-5.3m,平均 4.3 m，顶板采用锚网锚索支护。 顺槽断面详见图 C1665-122-01。 二、巷道掘进指标二、巷道掘进指标 根据设计规范结合本地区矿井现场施工实际情况，确定掘进进度指标 如下： 顺槽：综掘 500m/月； 采区巷道：综掘 500m/月，炮掘 200m/月； 顺槽及采区巷道扩帮：500m/月； 开切眼:综掘 300m/月。 第三章第三章 回采工艺回采工艺 第一节第一节 回采工作面的回采工艺回采工作面的回采工艺 一、割煤一、割煤 采用双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。 进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀,详见图 3-1-1。 进刀方法： 1机组割透机头(机尾)煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起 割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁。 2采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到 0.8m 后停 机。 3将支架拉过并顺序移溜顶过机头(机尾)后调换上、下滚筒位置向 机头(机尾)割煤。 4采煤机再次割透机头(机尾)煤壁后，再次调换上、下滚筒位置， 向机尾(机头)割煤，开始下一循环的割煤，割过煤后及时移架顶机头 (机尾)移溜。 机组进刀总长度控制在 30-50m 左右。 质量标准：割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐(长度超过 1m， 最突出部分不超过 200mm)。顶底板平直，每循环顶底板与上一个循环顶 底板错差不能超过50mm。机头、机尾各 10m 要平缓过渡，防止出现台阶， 支架顶梁必须接顶严实。 二、二、 移架及推溜移架及推溜 1移架及推溜方式 本工作面设计拟采用电液控制支架，可实现以下两种移架方式： (1)双向邻架移架 (2)手动移架 同时本工作面可实现三种推溜方式： (1)双向邻架推溜。 (2)双向成组推溜。 (3)手动推溜。 2.根据本工作面的地质条件及工人的操作习惯，拉架采用双向邻架移 架，每次移一架，推溜采用双向成组推溜，每组设置为 10 架。 3.质量标准 质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架 间距要均匀，中心距偏差不超过100mm，相邻支架间不能有明显错差(不 超过顶梁侧护板高的 2/3)，支架不挤不咬，架间空隙不大于 200 mm。 拉架滞后底滚筒 3-5 架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时 追机拉架(滞后上滚筒 3-5 架)以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片 帮严重要及时拉超前架并打出护帮板；移架要保证支架移到位，梁端距依 据采高变化保持在作业规程规定的范围之内；移架过程中要及时调整支架 形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。 对工作面刮板输送机的要求： 刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得 出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保 持一致，且必须保持推移步距为 0.8m，以确保截深及产量和工程质量。 推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于 15m 进行，不得出现 急弯，除进刀所需外其它地段不准出现弯曲，若推移刮板输送机困难时， 不应强推硬进，必须查明原因并处理后再推移刮板输送机。 清煤工必须滞后移溜 10 个架宽的距离，距采煤机大于 50m，清煤人 员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。 三、正规循环作业组织三、正规循环作业组织 回采工作面循环进度为 0.8m。采用“四六”工作制，三班生产、一 班准备，正规循环作业。 劳动组织采用专业工种作业形式，工人出勤及劳动组织见劳动组织表 3-1-1。 四、工作面回采方向及超前关系四、工作面回采方向及超前关系 五采区回采采用前进式，工作面回采方向采用后退式。 五、主要技术经济指标五、主要技术经济指标 回采工作面主要技术经济指标详见技术经济指标表 3-1-2。 劳动组织图表劳动组织图表 表 3-1-1 班次 生产一班生产二班生产三班检修班 定员 采煤机司机333211 移架推溜工333211 工溜司机11114 转载机司机11114 泵站司机11114 胶带司机11114 端头维护工333312 清 煤 工22206 班 长22228 验 收 员11114 电 工11158 合 计1919191976 在册人数111 主要经济技术指标表主要经济技术指标表 表 3-1-2 序号项目单位数量 1工作面长度m200 2采高m2.9-4.3-5.3 3煤的容重t/m 31.35 4循环进度m0.8 5循环产量t681.6-1420.8 6日循环数个9-12-18 7日产量 t 10030 8月产量 t 300900 9月正规循环率%0.85 10回采工效t /工131.97 11坑木消耗m 3 /万 t10-20 12油脂消耗kg/万 t125 13截齿消耗个/万 t5-15 16回采率%93 18定员人76 19在册人数人111 第二节第二节 提高煤质和采出率的措施提高煤质和采出率的措施 为了提高煤质和采出率，主要采取以下措施： 1加强顶板管理，采煤机割煤后及时移架支护或打出支架护帮板， 防止漏、冒顶事故。 2严禁随意割底板矸石，减少含矸率。 3工作面