4802综放工作面开采设计(定稿)

PAGE24word文档可自由复制编辑目录前言 3第一章概况 6第一节井田概况 6第二节盘区概况 14第二章放顶煤工作面基本情况 19第一节工作面概况 19第二节工作面地质特征 20第三节工作面巷道布置 24第三章采煤方法 32第一节采煤方法的选择 32第二节综采放顶煤开采技术条件分析 32第三节综采放顶煤工艺参数 34第四节工作面回采率、采区回采率估算 38第五节工作面主要经济技术指标 42第四章工作面设备选型 44第一节放顶煤支架 44第二节采煤机 48第三节前后部输送机 49第四节转载机 52第五节其他设备选型 53第六节工作面机电设备配套结果 54第五章4802工作面回采工艺 55第一节回采工艺 55第二节顶板管理 60第三节矿压观察 64第四节坚硬顶板的处理方法 65第五节顶煤弱化方法 68第六节循环作业及劳动组织 68第六章主要生产系统 70第一节通风系统 70第二节运输系统 74第三节供电系统 80第四节供、排水系统 102第五节通信系统 105第六节监测、监控系统 106第七节紧急避险系统 107第七章放顶煤开采的安全技术措施 108第一节瓦斯防治 108第二节粉尘防治 109第三节防灭火管理 114第四节顶板管理 108第五节坚硬顶板预裂爆破处理安全措施 124第六节处理复杂地质构造带安全措施 127第七节防治水 128第八节运输 129第九节机电 130第十节灾害应急措施及避灾路线 135

前言山西大同煤矿集团朔州朔煤小峪煤矿（以下简称本井田）位于朔州市怀仁县小峪镇（今划归新家园镇）。本井田距怀仁县城25km，行政区划属怀仁县。井田向东14km处与北同蒲的宋家庄车站相接，铁路编组站并有铁路专线与之相连，西南有左云至应县公路通过，村与村之间有乡镇公路相通，交通十分方便。井田南北宽约4.5km，东西长4.5km，面积为15.14494km2。批准开采16、18、19号煤层，生产规模210万t/年，批准开采深度由1430.7m至1220.7m标高。一、设计的主要依据1、《国家安全监管总局国家煤矿安监局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》（安监总煤行（2008）130号）2、国家安全生产监督管理局和国家煤矿安全监察局令第6号《煤矿建设项目安全设施监察规定》3、《煤矿安全规程》4、《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-94）5、《中华人民共和国煤炭法》6、《中华人民共和国安全生产法》7、《矿山安全法》8、《矿井防灭火规范》(试行)9、《矿井通风安全装备标准》10、《矿井通风安全监测装备使用管理规定》11、《煤矿救护规程》12、《矿井水文地质规程》13、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》14、《矿山电力设计规程》15、《煤矿井下粉尘防治规范》(试行)16、《工业企业设计卫生标准》17、2005年11月由山西省煤田地质115勘查院《山西省怀仁县小峪煤矿补充勘探地质报告》18、2013年9月山西省煤炭工业局综合测试中心《煤尘爆炸性鉴定报告》、《煤自燃倾向性鉴定报告》19、2012年4月中国矿业大学、大同煤矿集团朔州朔煤小峪煤矿联合编制的《山西省大同煤矿集团朔州朔煤小峪煤矿矿井水文地质类型划分报告》20、2008年11月20日中国煤炭地质总局水文物测队《大同煤矿集团朔州朔煤小峪、王坪煤矿矿井奥陶系岩溶水突水性评价专题报告》21、2014年4月地测科《小峪煤矿南Ⅰ盘区南翼地质说明书》22、2014年4月地测科《小峪煤矿南Ⅰ盘区南翼4802回采工作面地质说明书》23、同煤经通字[2012]50号转发省煤炭厅《关于大同煤矿集团有限责任公司二〇一一年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》24、2012年1月山西省煤炭工业厅晋煤瓦发〔2012〕23号文《关于大同煤矿集团有限责任公司2011年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》25、2014年4月同煤经生字[2014]253号《关于同煤集团公司放顶煤工作面设计审批和验收管理办法》的通知二、设计的指导思想认真贯彻执行《煤矿安全规程》等法律、法规，坚持以“安全第一，预防为主”为设计的指导思想，认真研究煤矿生产建设过程中井下采、掘、机、运、通各系统及各环节所涉及的安全问题，分析可能存在的不安全因素，制定有效防治相应灾害的安全技术措施，建立健全矿井及井下放顶煤工作面的安全设施，提高矿井安全装备水平，提高矿井整体的安全性，为矿井放顶煤工作面的安全生产提供必要的安全保障。三、设计的主要特点1、通过对4802回采工作面综采放顶煤开采的技术可行性、安全可行性以及经济可行性进行综合分析，确定采用综采放顶煤开采工艺，工作面单产能够达到1.20Mt/a。2、研究适合本盘区19＃煤层的放顶煤工艺参数，简化开拓系统布置，提高矿井及工作面煤炭回收率，有效延长矿井的开采年限，使矿井开采进一步合理化，降低矿井开采成本。3、充分合理利用矿井现有设施、设备及井巷工程，并针对4802回采工作面的设备配备情况，对工作面开采主要设备包括采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机及顺槽内主要运输设备等进行能力复核，确保其能满足设计放顶煤回采工作面开采的生产能力需要。4、本次设计对4802工作面的顶煤冒放性进行评估，确定19号煤层顶煤冒放类型（2类较好）。5、分析工作面的水文地质、工程地质以及煤层瓦斯、煤尘爆炸性、煤层自燃等其他开采技术条件，做好各种灾害防治措施，确保安全生产。具体如下：（1）针对放顶煤回采工作面的粉尘灾害，设计了消防、洒水系统，并制定了相应的防尘、防隔爆措施；（2）矿井的瓦斯含量较小，但为了防止瓦斯可能产生的积聚，矿井设计了稳定可靠的通风系统，并制定了相应的隔爆措施；（3）对本矿井的易自燃煤层，设计提出了以注氮、阻化剂防灭火为主，并辅以黄泥灌浆的综合防灭火措施；6、利用已有成型的井下供配电和安全监测系统及设备，保证矿井放顶煤工作面的安全生产。四、主要技术经济指标1、放顶煤回采工作面生产能力：1.20Mt/a；2、放顶煤回采工作面走向长度530m，倾向长度150m；3、煤层埋藏深度为213m，倾角2～50；4、工作面煤层厚度9.13m，设计采煤高度2.8m，放顶煤高度6.33m，采放比1：2.26；5、放顶煤工作面采用1进、1放为一个循环，日循环5个，每刀进尺为0.6m，日循环进尺为3.0m。循环延误系数取0.75。6、放顶煤工作面工作制度为“四六”制，年工作时间330天，采用一、三、四班采煤，二班检修。7、4802回采工作面采用综采放顶煤一次采全高，估算顶煤回收率为80％，机采底煤回收率97％，工作面回采率可达到85％。五、存在的主要问题与建议1、采用综采放顶煤一次采全高，顶板采用全部垮落法管理。矿井在生产期间应加强对其充水、漏水现象及顶板稳定性观测与研究；加强对矿井范围内沟谷的水文观测，避免由于受井下采动影响，工作面与地面裂隙贯通漏风引起煤的自燃及雨季淹井现象发生。2、4802工作面设计采用综放工艺，采空区内容易发生自燃火灾，同时，可能存在工人操作不熟练以及生产管理不到位等不利因素，采空区内丢煤增多，所以，应重视并做好工作面的防灭火工作，确保后续工作面的安全生产。3、根据19号煤层东Ⅳ盘区综放工作面的开采经验，设计4802工作面内未采取顶煤和顶板弱化，在实际开采过程中，应对4802工作面的顶煤、顶板的冒落性以及顶煤的回收率情况进行统计和深入研究，并确定是否进行顶煤和顶板弱化。同时加强对该盘区19号煤层的夹矸以及顶、底板结构特性进行分析总结，为更合理优化采煤参数和顶煤、顶板弱化措施提供依据。4、在生产中一定要做好瓦斯的监测和防治措施。第一章概况第一节井田概况一、自然属性1、地理位置，企业性质，隶属关系，地形地貌，交通情况地理位置：小峪煤矿地处山西省大同市怀仁县境内，其地理位置为东经112°51′30″～112°54′40″，北纬39°48′01″—39°51′21″。企业性质：国有企业隶属关系：大同煤矿集团有限责任公司地形地貌：本区属于高原地带的山岳地区，煤田的西北边缘为近期喷发的玄武岩组成的牛心山，西及西南部为管涔山，东为口泉山，南部与朔州平原相接，其间呈一带状的向斜盆地。井田内地形复杂，沟谷切割剧烈，地形高峻，井田内最高点位于01孔以西，标高1430.7m，最低点位于大西沟沟口处，标高1220.7m，相对高差210m。交通情况：铁路专用线向东14km与北同蒲线的宋家庄站相接，向北可至大同，向南可至太原，矿区有公路向东约10km与大运二级路相通。矿井四邻关系图2、井田位置，边界范围，拐点坐标，井田面积，相邻矿井边界关系井田位置：小峪井田位于大同煤田的东南边缘。边界范围及拐点坐标：井田边界范围由10个点圈定，其井田控制座标祥见下表:井田边界控制座标点号横坐标(X)纵坐标(Y)14413400196595912441310019659596344131361966174644413427196617415441346719663592644691531966285374409116196600638441011619660647944105411965913910441338119659091井田面积：井田东西长约4.5km，南北长约4.3km，井田面积15.1449km2。相邻矿井边界关系：小峪井田东邻柴路和官沟煤矿，南邻王坪和砂石煤矿，西部有簸箕掌煤矿和铺龙湾煤矿，北与东沟煤矿和柏山村煤矿相邻。3、井田地质情况，地层，含煤地层，构造井田地质情况：地质构造简单，主要地质构造为断层，其次为褶曲，其它地质体有岩墙和陷落柱，它们对采掘工作都有一定影响。地层：本区出露地层由老至新有：①上太古界五台群的花岗片麻岩；②寒武系粉砂岩、泥灰岩、白云岩、鲕状灰岩等；③奥陶系灰岩；④石炭系含煤地层为主要可采煤层25#(8#)、22#(5#)、19#(3#)、18#(2#)四层煤；⑤二迭系含煤地层为主要可采煤层16#（山4#）；⑥白垩系地层井田内分布很少；⑦第四系为风积层，由黄色亚砂土、亚粘土组成。含煤地层：井田内含煤地层是二迭系下统山西组和石炭系上统太原组。共含可采煤层5层，分别为山西组的16#（山4#）煤层和太原组的18#(2#)、19#(3#)、22#(5#)、25#(8#)煤层。4、主要可采煤层情况，煤层赋存条件、煤层层数、厚度，资源储量，煤质，煤种本井田内含煤地层是二迭系下统山西组和石炭系上统太原组。主要可采煤层5层，从上到下为：16#（山4#）煤层：由1～9个（一般为2～4个）煤分层组成，煤厚0.4～7m，一般厚3.32m。煤层厚度变化不大，层位稳定，结构比较复杂，属较稳定～稳定煤层。18#(2#)煤层：由2～7个（一般为2～4个）煤分层组成，一般厚2.84m。煤层结构复杂，层位稳定，变化不大，属较稳定～不稳定煤层。19#(3#)煤层：煤层厚2.7～15.6m，一般厚6.89m。由2～16个煤分层组成。本煤层层位稳定，结构复杂，厚度变化较大，属较稳定～稳定煤层。22#(5#)煤层：煤层厚0.7～16.6m，一般厚7.41m左右。由2～18个煤分层组成。煤层层位稳定，结构复杂，厚度变化较大，属较稳定～稳定煤层。25#（8#）煤层：煤层厚度3～11m，一般厚5.63m左右，由1～4个煤分层组成。煤层层位稳定，结构简单，厚度变化不大，属稳定煤层。煤种与煤质：依据中国煤炭分类国家标准（GB575）划分，本井田主要可采煤层为中～中高灰分、特低～中硫、发热量、富油、难选的气煤。是很好的动力用煤。其中16#（山4#）、18#(2#)、19#(3#)、22#(5#)煤层硫分含量低，一般＜0.5%，25#(8#)煤硫分含量相对高一些，可达1.89%。16#（山4#）、18#(2#)煤灰分含量较大，一般35%左右，19#(3#)、22#(5#)煤灰分含量低，一般20～31%左右。煤层发热量4300～5900大卡/千克。资源储量：截止2013年底，地质储量4.14亿吨，可采储量2.51亿吨。5、水文地质情况，开采技术条件①水文地质情况矿井水文地质条件简单，井田内无古窑，也无明显的充、含水层，历年来未发生过突水事故。矿井正常涌水量35m3/h，最大涌水量65m3/h。②开采技术条件井田内地质构造及水文地质条件简单，井田内无古窑，也无明显的含水层，周边矿井及小窑对该矿井充水无直接影响。工作面为走向长壁回采，采用自然跨落法结合人工强制放顶管理顶板。2012年1月山西省煤炭工业厅晋煤瓦发〔2012〕23号文《关于大同煤矿集团有限责任公司2011年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，矿井绝对瓦斯涌出量19.78m3/min，相对瓦斯涌出4.9m3/t，矿井为瓦斯矿井。矿井现采+1110水平的16#（山4#）、19#(3#)和+1100水平的22#(5#)煤层，顶板属不稳定、中等稳定～稳定类型，岩性为泥岩、炭质泥岩、细砂岩、粉砂岩、粗晶高岭岩，普氏硬度f=5.4～13.4。二、矿井建设情况1、设计时间及单位小峪煤矿始建于1954年元月，同年十二月建井，1960年月12月建成投产，设计能力0.6Mt/a，1977年达产。1979年由山西省煤矿设计研究院设计，进行了一期改扩建，将设计能力提高到1.2Mt/a。该工程于1980年12月开工建设，1983年12月建成投产，1985年达产。2、立项、批准时间及单位，建设期及投产期，设计生产能力，原批准的核定生产能力小峪煤矿始建于1954年元月，同年十二月建井，1960年月12月建成投产，设计能力0.6Mt/a，1977年达产。1979年进行了一期改扩建，设计生产能力1.2Mt/a，该工程于1980年12月开工建设，1983年12月建成投产，1985年达产。为了提高采掘机械化程度，减轻工人劳动强度，保证安全生产，从2004年开始逐步变普采为综采，变炮掘为综掘，使矿井的各环节能力均达到210万t/a及以上。2005年8月4日，山西省煤炭工业局以晋煤规发（2005）544号文批复，小峪煤矿核定生产能力为2.1Mt/a。2011年综采一队由普通综采改变为综放队，与此同时对矿井通风系统、行人系统、运输系统等进行了技术改造，完善了+1100水平供电系统和供排水系统。矿井综合生产能力得到大幅度提升。三、煤矿生产现状矿井开拓方式为斜井盘区式，分上下两个水平。开采煤层为（16#）山4#、（19#）3#、（22#）5#煤层。布置方式上水平为煤层群联合布置；下水平为分层布置。全矿井共开采四个盘区：分别为东Ⅳ、南Ⅰ、301、402盘区。矿井主要以综合机械化走向长壁后退式采煤方法为主，使用采煤机割煤、装煤，工作面使用刮板输送机运煤，顺槽及采区运输巷均采用皮带运输机运煤，液压支架管理顶板。1、主提升系统：主斜井井筒倾角16°30′，斜长640m，净宽3.73m，净断面10.1m2。其内装备STJ1000/2×400S型钢丝绳芯胶带输送机一部，提升速度为2.8m/s，电动机功率2×400KW，提升能力为600t/h。2、辅助运输系统：一号副斜井井筒净宽4m,净断面11.84m2，斜长427m，倾角18°9′，采用单钩串车提升，地面安设一台JK-3×2.2/20型提升绞车，电机功率400KW，担负全矿井的辅助提升任务。盘区轨道运输轨矩均为600mm，采用24kg/m钢轨。材料、设备由地面装车，通过1号副斜井到井底车场，再由电机车牵引通过南北石门到各盘区材料暗斜井坡底，再通过调度绞车和慢速绞车接力牵引运送到各运料地点。人员通过乘坐一号进风斜井安装的架空乘人装置到井底车场吗，在井底车场乘坐电机车通过南北石门到各个盘区车场，再由盘区车场步行到各作业地点。3、通风系统：⑴通风方法和通风方式：矿井通风方法为抽出式，通风方式为中央并列式。局部通风机采用对旋风机，压入式供风，均实现了“三专两闭锁”和“双风机双电源”自动切换。并每天试验一次切换装置。⑵矿井风量、风压及等积孔：全矿井共有4个进风井2个回风井分别为：主斜井：42.63m3/s，副斜井：72.97m3/s，行人进风井进风：39.85m3/s，二号进风:64.97m3/s：西回风井风量为147.0m3/s,二号回风井风量为77.18m3/s。矿井实际总进风量为220.42m3/s，总回风量为224.18m3/s,全矿井等积孔6.7m²。矿井有效风量为213.3m3/s，有效风量率为94%，外部漏风率为0.9%。矿井通风难易程度为容易，属小阻力通风矿井。矿井每三年进行一次通风阻力测定工作。⑶矿井主要通风机：矿井选用2台AGF606-2.44-1.3型和2台AGF606-1.88-1.12型轴流式通风机。一台工作一台热备。同时矿井每年底组织一次有队组、管理科室、救护队、医院等部门参加的全矿井反风救灾演习，演习后编制总结报告上报集团。4、供排水系统供水：小峪煤矿井下用水来自地面2个600m3水塔，下井采用φ219mm管路静压下井，分别送往一号井和二号井。一号井采用φ110mmPE管路送往东盘区；二号井采用φ110mmPE管路送往南盘区。供水：矿井平均涌水量35m3/h，最大涌水量65m3/h，小峪煤矿排水系统采用集中排水，各采掘面的涌水排至盘区水仓，再由盘区水仓进入容量为1100m3的中央水仓，最后由中央水仓排至地面净化站或地面水沟。中央水泵房有三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修，水泵型号均为5DA-8×9，电压660V，电机功率110KW；铺设两趟管路，管路选用φ219mm钢管一路工作，一路备用。5、供电系统小峪煤矿地面有35KV中央变电站一座，6KV变电所两座，即一号变电所和二号变电所。35KV中央变电站为双电源供电，主供电源来自王坪110KV变电站，备用电源来自怀仁站。来自王坪110KV的架空线路全长6.5km，采用LGJ-120mm2钢芯铝绞线，备用电源架空线路全长16.5km，采用LGJ-120mm2钢芯铝绞线。站内2台主变，一用一备，型号均为SF9-12500/35（35±2×2.5%）。一号变电所和二号变电所担负一号井和二号井井下用电及部分地面工业广场用电和部分居民用电。两变电所电源均来自35KV变电站，中变至一变架空线路钢芯铝绞线长1.1km,型号为LGJ-185mm2，电力电缆长50m，型号为YJV-240mm2；中变至二变架空线路钢芯铝绞线长1.3km，型号为LGJ-185mm2，电力电缆长85m，型号为YJV-240mm2。两变电所之间均采用双回路供电方式，确保了主风机及井下的安全供电。一、二号变电所下井电压均为6KV，一变至井下中变敷设两路电缆,长650m,型号为VV39-6KV-3×150mm2聚氯乙烯电缆,二变至井下416Ⅴ变两路电缆均长2.7km，电缆型号为ZR-YJV22-6KV-3×95mm2,二变至井下416Ⅵ变三路电缆均长4km，型号分别为：ZR-YJV22-6KV-3×185mm2两路，ZR-YJV22-6KV-3×50mm2一路，二变至井下301变电所电缆长1.5km，电缆型号为ZR-YJV22-6KV-3×185mm2。6、安全监测监控系统矿井安装了一套天地科技有限公司常州自动化分公司KJ95N型矿用安全监测监控系统，系统具有对瓦斯、一氧化碳、风速、温度等环境参数的采集、显示和报警功能，具有对馈电状态、风机开停、风门开关等安全生产因素的采集、显示、报警等功能。所有监控设备四证一标志齐全有效，上岗人员均已取得省厅资格证书。目前，井下监控分站、各类传感器、断电控制器、水位传感器等均严格按标准安装、调校各类传感器，试验“三大闭锁”功能，中心站坚持24小时不间断值班，各种设施齐全，同时实现了与集团和省厅的联网上传。7、通讯联络系统⑴矿井通信系统分为行政和生产调度两个系统。中国网通和中国铁通公司在小峪煤矿各自设有1台数字程控电话交换机。调度通信使用江西联创DDK-6数字程控交换机，系统装机200门，井下100门经本安电路入井，现地面电话85部，井下电话62部；调度交换机与公司行政通信实现联网，现系统各项功能完备，运行稳定正常。⑵井下语音广播通信系统矿井使用徐州中测科技有限公司生产ZCKXB型井下语音广播通信系统。现已安装3个主音箱（井口大厅和井下候车室）9个副音箱（斜井4个、候车室2个、电车巷2个、水泵房1个），目前系统运行正常。8、压风自救系统矿井地面设有压风机站，安装有SAH400-10单螺杆空气压缩机（4台），沿主提升斜井井筒敷设8寸无缝钢管作为主干管至井底大巷，盘区巷道采用6寸无缝钢管、PE管，工作面采用2寸PE管。同时在综采和综掘工作面及永久避难硐室设置压风自救装置，压风管路就近引自井下压风管网。井下巷道每200米安装一组供气阀门，为人员提供新鲜空气。9、供水施救系统井下供水施救系统的水源取自地面静压水塔(储水量600m3)及净化水站（净化井下抽上的污水，循环利用为井下各作业点提供供水），供水施救管道焊接钢管8寸由进风斜井和大巷引至井下用水点。综采、综掘工作面均设有供水施救装置，并加装闸阀和可调式减压阀。永久避难硐室采用直供方式供水。井下巷道每200米安装一组供水阀门，为人员提供应急水源。10、人员定位系统目前矿井已安装配备1套KJ69型人员定位监测系统，该系统具有煤矿矿用产品安全标志，并且符合AQ6210-2007《煤矿井下作业人员管理系统通用技术条件》的要求，该系统由地面中心站、人员定位系统软件、监控主机、终端电脑将信号连接到井下分站、接收器和无线终端等设备组成，完成下井人员在井下位置的监控作业任务。现系统安装井下读卡分站10台、配发人员KGE37B无线编码发射器1300个，由多台客户机组成。现有的井下人员定位系统能够实现以下功能：1、井下人员监测查询功能2、具有人员超限、超时、进入危险区域等报警功能3、统计考勤功能4、信息联网功能5、井口LED大屏显示功能6、矿灯管理功能等。系统功能符合标准且运行正常，中心站坚持24小时不间断值班，目前已实现与上级公司联网。11、紧急避险系统矿井在东Ⅳ盘区和南Ⅰ盘区分别建设有临时避难硐室和永久避难硐室。临时避难硐室位于东Ⅳ盘区406大巷，长度30m，净宽4.75m，净高3.3m，矩形断面，可容纳40人；永久避难硐室位于南Ⅰ盘区417大巷末端，长度74.8m，净宽3.2m，净高3.2m，矩形断面，设计容纳人数为100人。避难硐室安装能够抵御瞬时1000℃高温、0.3MPa的爆炸冲击波、有毒有害气体的防爆密闭门；内部设置空气循环系统、有害气体去除系统、高压氧气瓶、人员生存保障设施以及独立的内外环境参数检测或监测系统（能够在人员避险时，对过渡室内的O2、CO，生存室内的O2、CH4、CO2、CO、温度、湿度、压差和避难硐室外的O2、CH4、CO2、CO进行检测或监测）。与矿井人员定位系统、监测监控系统、通讯联络系统、供水施救系统、压风自救系统相连接形成矿井紧急避险系统。12、矿井地面储装运系统井下原煤由主提升经皮带走廊、振动筛进入煤仓，（其中8个为200t混煤仓，2个为250t大炭仓），储煤量为2100t，另外洗煤厂有14个煤仓（每个仓500t）也可用来增补煤仓，火车车皮从各个煤仓装煤运往各地，采用多点装车，单取单送的方式。第二节盘区概况一、盘区位置19#煤层南Ⅰ盘区（南翼）位于小峪井田西南，其东至南Ⅳ盘区隔离煤柱；西邻簸箕庄煤矿；南接砂石矿界；北至417、416大巷（416大巷以北为该盘区北翼）。对应上部为16#煤层南Ⅰ盘区冲刷带（未开采）。开采上限标高1187.50米，下限标高1168.90米，地面标高1408.50米。该盘区煤层埋藏最大垂深239.6m，对应地表位于碾槽凹，土岭梁。地面有少量农田，黄土覆盖层较厚，无其他建筑及设施。二、临近采掘状况本盘区东为南Ⅳ盘区2010年已经回采完毕；西邻簸箕庄煤矿正在开采；南部为砂石矿正在开采；北为南Ⅰ盘区北翼正在掘进。三、盘区生产能力盘区走向长度775m，倾向长度600m，面积465000㎡。工业储量594.3万吨。剩余可采储量216.6万吨。19#煤层南Ⅰ盘区（南翼）年设计生产能力120万t/a。设计服务年限216.6÷120=1.8（年）四、盘区巷道布置1、盘区巷道布置：19#煤层南Ⅰ盘区南翼采取三巷布置准备生产系统，即430盘区轨道、431盘区皮带皮带、432盘区回风，三巷净煤柱25米，沿盘区倾向（南北方向）平行布置，长度均为600米。2、回采工作面顺槽采取两巷布置，即工作面轨道巷、皮带巷，沿盘区走向（东西方向）平行布置，长度600米左右、工作面大小150米。五、盘区生产系统1、运煤系统：431皮带巷全长600米，铺设一部SSJ-1000/250胶带输送机；417皮带巷全长2540m，现安装三部皮带分别为：417三部全长1050m，皮带机型号为：SSJ-200×2，运量1000t/h；417二部全长890m，皮带机型号为：SSJ-250，运量1000t/h；417一部全长560m，皮带机型号为：SSJ-250，运量1000t/h。其运煤路线为：工作面→顺槽皮带→431皮带→417皮带→301盘区皮带→集中皮带→千吨仓→强力皮带→地面。2、运料排矸系统430盘区轨道巷、416轨道大巷均铺设600毫米轨距的24Kg道轨，每隔300米安设一组14KW双速绞车，通过第三暗斜井连接西石门电机车大巷到井底车场。运料排矸采用矿车及平板车，运送材料和设备的路线是：物料自1#材料斜井→井底车场→西石门大巷→二号井第三暗斜井→19#煤层416轨道巷→430盘区轨道巷→工作面；掘进巷道时所出的矸石，利用矿车从各巷经430盘区轨道巷、19#煤层416轨道巷、二号井第三暗斜井、西石门、2#材料斜井送至地面。3、通风系统回采工作面所需的新风，从二号斜井进入，经西大巷，416巷、430轨道大巷，工作面运输顺槽到达工作面。工作面出来的污风经回风顺槽进入432盘区专用回风巷，到516回风巷，经二号回风井到地面。4、供电系统本盘区供电电源来自416第六变电所，所内三路电源（其中一路为高压三专）引自地面2#井口变电所6KV不同母线段6218、6220、6222柜。（其中6220柜为高压三专柜）电缆型号为MYJVV22—6/63×50、3×185（2根），长度为3300米。5、供排水系统供水：采掘工作面及运输巷所需的防尘喷雾等用水，来自地面600m3静压水塔经1#回风斜井铺设φ219mm钢管送至中央变电所处再由φ110mmPE管经电车巷分别送至盘区各需用地点。排水：采掘工作面的积水由所设的临时水仓排至盘区水仓，再由盘区水仓排至井底中央水仓，然后排到地面。七、盘区地质特征1、本盘区煤层上覆地层主要为砂岩及砂质泥岩，标志层有K4、K5、K6砂岩。16#与其下部的18#煤层之间的标志为K3砂岩。18#煤层与19#煤层间的主要标志为高岭岩。2、煤层赋存情况：19#煤层发育稳定，厚度变化不大，为近水平煤层。走向94°，倾向NE，倾角2-5°。3、煤层厚度及结构：19#煤层总厚度6.5——8.5m，平均厚7.60m。其中上段“糟糕”煤3.0——4.5m，平均厚3.60m；下段“四四”煤厚3.5——4.5m，平均厚4.0m；19#煤层总厚范围内结构从上到下分别为：煤3.60米、泥岩0.25米、煤0.52米、高岭岩0.30—0.80米，均厚0.55米，煤2.68米。4、煤层间距：16#层与18#层层间距为3.5—8.26米，平均5.40米。18#层与19#层层间距一般为8—15米。平均11.5米，5、顶底板状况：19#煤层一般无老顶；“四四”煤层伪顶为高岭砂岩厚0.15—0.86米，平均0.30米，直接顶为“尺八煤”厚0.52米，“糟糕”煤直接顶为炭质泥岩，泥岩与煤互层体，厚度约2—4米。直接底为含炭泥岩，厚0.97米，老底为细砂岩、中砂岩、砂质泥岩，厚1.91—10米，一般厚5米左右。6、地质构造分析总结本盘区周边地质资料，可以预测本盘区主要有以下地质构造：本盘区北部有一条正断层走向276°、倾向6°、倾角77°、落差7m;19#层接近南IV盘区（4803面）有一条正断层走向210°、倾向120°、倾角70°、落差5—6m。另外整个盘区在采掘过程中可能会遇到落差0.3—1.0米的小断层及裂隙发育。这些地质构造不同程度的影响工作面的布置。7、瓦斯、煤尘和地温情况=1\*GB2\*MERGEFORMAT⑴瓦斯：为低沼，矿井最大瓦斯涌出量绝对值19.78m³/min，相对瓦斯涌出量4.9m³/t。=2\*GB2\*MERGEFORMAT⑵煤尘：煤层干燥，煤尘较大，且具爆炸危险性。=3\*GB2\*MERGEFORMAT⑶地温：本区距地表239.6m左右，一般地温梯度不超过3℃/百米，属地温正常区。=4\*GB2\*MERGEFORMAT⑷自燃发火期：煤的自燃发火期12—24个月。8、水文地质井田内除第四纪冲积孔隙水及风化壳含水量较丰富外，其下伏中生界、古生界地层岩石固结坚实，裂隙少，岩石一般不含水或含水微弱，水文地质条件简单。井田内无古窑，也无明显的含水层，历年来未发生过突水事故。地下水主要靠大气降水含水，冲积层、风化壳距地表近，易接受补给。岩石裂隙不发育，含水补给条件差，含水性很弱，又因井田地势高峻，沟谷切割剧烈，排水条件好。水质类型为HCO3·SO4-Ca·Mg水，固形物426mg/L。全硬度19.97，PH值为7.4，水质较好，对建筑材料和设备腐蚀性较小。本盘区水文地质条件简单，煤层干燥，采掘工作一般不受水害威胁。但本盘区西部为山西煤运簸箕掌煤业公司，南部为山西怀仁晋通砂石煤业公司，为了防止周边煤矿越层越界，所以在布置采掘工作面时必须进行“有掘必探、先探后掘”的原则进行超前钻探。另位本盘区上部16#煤层开采完，在19#煤层采掘过程中，局部地段煤层顶板可能有淋水现象，所以必须进行探放上部山16#层采空积水工作，确保安全。19#煤层南Ⅰ盘区南翼巷道布置平面图第二章放顶煤工作面基本情况第一节工作面概况一、盘区名称及工作面编号19#煤层南Ⅰ盘区（南翼）4802回采工作面。二、工作面四邻状况及上部煤层开采情况4802回采工作面东侧为430、431、432三条盘区大巷；西为小峪矿界，（簸箕庄煤矿正在开采）；南为4801普通综采工作面采空区；北为4803工作面回风顺槽4205巷。对应上部为16#层冲刷区（未开采）。三、工作面距上部煤层及地表距离16#层与18#层层间距为3.5—8.26米，平均5.40米；18#层与19#层层间距一般为8—15米，平均11.5米。地面标高1411、工作面标高1181，盖山厚度约231米。四、地表地貌情况对应地表位于碾槽凹、土岭梁南部。无其他建筑及设施。回采对地面有一定影响，可能会导致地表有一些裂隙。五、工作面长度、顺槽长度、可采走向长度4802回采工作面是19#煤层南Ⅰ盘区（南翼）沿煤层走向布置的第二个综采工作面。其走向长530米，倾向150米，可采长度510米。六、工作面储量及服务年限4802工作面走向长度530米，倾向150米，煤层平均厚度9.13米，容重1.4吨/立方米。1、4802工作面地质储量：530×150×9.13×1.4=101.6万吨。2、4802工作面可采储量：Z=L×B×H×P×γ式中：L—工作面可采走向长度（m）B—工作面倾向长度（m）H—工作面设计采高（m）P—工作面综合回收率85％γ—工作面煤层容重1.4t/m3）Z=510×150×9.13×1.4×0.85=83万吨3、4802回采工作面可采期可根据下列公式计算：T=Z×C/A式中：T—可采期，a；Z—工作面回采煤量，Mt；A—设计生产能力，120Mt/a；C—设计工作面回采率，取93%。代入数据可得，4802回采工作面可采期为0.64a。第二节工作面地质特征一、煤层厚度该工作面回采19#煤层，赋存稳定，总厚9.13米，其中“糟糕煤”一般厚5.5米，“四四”煤厚3.63米，煤层结构简单，含三层夹矸总厚0.77米，夹矸率0.08%。二、煤层产状走向80°，倾向NE,倾角2——5°；该19#煤为黑色，宏观煤岩类型为半暗—半亮型。属低2#气煤，为优质动力煤和民用燃料。三、顶底板岩性煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度（M）岩性特征老顶3#层无老顶直接顶泥岩煤、炭质泥岩互层3-5米黑灰色、性脆伪顶直接底泥岩0.25-0.32黑灰色、块状、较硬老底砂质泥岩4-5米白灰色、层理明显四、地质构造构造位置走向°倾向°倾角°性质落差m对回采的影响程度4203巷切眼向东160m49454正0.4顶板破碎有一定影响4204巷切眼向东370m35826875正0.3顶板破碎有一定影响4204巷切眼向东390m3548472正1顶板破碎影响较大4204巷切眼向东412m3518170正1.5顶板破碎影响较大五、水文地质本工作面水文地质条件简单，对应上部为16#层（受冲刷影响未采）。另外在掘两顺槽巷时已进行过超前钻探工作未发现异常现象。因此预计本工作面在回采过程中一般不受水害影响。六、瓦斯情况4802工作面煤层瓦斯含量为低沼。最大瓦斯涌出量绝对值19.78m³/min，相对瓦斯涌出量4.9m³/t。七、煤尘情况、煤尘爆炸指数煤层干燥，煤尘较大，且具爆炸危险性。八、自燃发火期煤的自燃发火期12-24个月九、地温、地压本区距地表239.6m左右，一般地温梯度不超过3℃/百米，属地温正常区。无冲击地压。4802工作面地质平面图4802工作面煤层综合柱状图第三节工作面巷道布置一、巷道布置4802回采工作面采取两巷布置，沿19#煤层底板掘进。两巷均为矩形断面，长度均为590米，工作面倾向长度为150m。1、运输顺槽（4204）为机轨合一巷，用于煤炭运输、进风及布置设备列车，沿19#煤层底板掘进，断面规格：宽×高＝4.5×3.0m.2、轨道顺槽（4203）用于设备运输、回风及行人，沿19#煤层底板掘进，断面规格：宽×高＝3.2×3.0m。3、工作面切眼沿19#煤层底板掘进，巷道断面为矩形。主要用于回采工作面综采设备的安装。根据设备安装需要，切眼净宽7600mm，净高3000mm，净断面积22.8m2。4204运输顺槽为机轨合一巷，其中胶带输送机布置在运输巷下（右）帮侧，设备列车布置在运输巷上（左）帮侧，距4802工作面煤壁45～50m。动力电缆、乳化液进回油管、喷雾降尘用软水管和通信电缆通过电缆托架悬挂在运输巷的上帮侧。随着工作面推进，多出的管线临时存放在设备列车后部的电缆车内。4203回风顺槽只布置轨道，距离切眼20处在北帮打设一个车场（长度25米，宽1.8米）。4802工作面布置图4802工作面巷道剖面图二、巷道支护工作面上、下顺槽及切眼断面均采用锚杆、锚索、金属网组合支护。支护目的主要是维护巷道围岩稳定，控制巷道围岩变形，以保证在回采期间基本不维修。1、工作面运输顺槽4204巷⑴巷道顶板布置5排锚杆、2排锚索，锚杆间排距为900×1075mm；锚索间排距为1800×1500mm，锚索使用孔距为1500mm的钢带连接为一体，顶板铺设金属网；⑵锚杆选用∮20×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆；锚索选用∮17.8×9000mm的钢绞线；⑶树脂药卷规格为K2335型快速药卷和Z2360型中速药卷，每根锚杆配一支K2335型快速药卷、一支Z2360型中速药卷；每根锚索配一支K2335型快速药卷、两支Z2360型中速药卷。⑷锚杆托板选用170×170×10mm的拱形预应力铁托板；锚索托板选用300×300×10mm的方形铁托板。⑸巷道两帮各布置3排锚杆，间排距为900×900mm。⑹帮锚杆选用∮18×2000mm的普通圆钢锚杆，托板选用120×80×8mm的小托板，使用1.8m长的钢筋托梁连接成一体，两帮并铺设金属网；⑺树脂药卷规格为Z2360型中速药卷，每根锚杆配一支。2、工作面回风顺槽4203巷⑴巷道顶板布置4排锚杆、1排锚索，锚杆间排距为900×1000mm；锚索间距为1800mm。顶板铺设金属网；⑵锚杆选用∮20×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆；锚索选用∮17.8×9000mm的钢绞线。⑶树脂药卷规格为K2335型快速药卷和Z2360型中速药卷，每根锚杆配一支K2335型快速药卷、一支Z2360型中速药卷；每根锚索配一支K2335型快速药卷、两支Z2360型中速药卷；⑷锚杆托板选用170×170×10mm的拱形预应力铁托板；锚索托板选用300×300×10mm的方形铁托板。⑸巷道两帮各布置3排锚杆，南帮布置塑料锚杆，北帮布置铁锚杆，间排距为900×900mm，最上排距顶500mm；⑹北帮锚杆选用∮18×2000mm的普通圆钢锚杆，托板选用200×200×10mm的铁托板。铺设金属网；南帮锚杆选用∮18×2000mm的塑料锚杆，。铺设塑料网；两帮上钢筋梯。⑺树脂药卷规格为Z2360型中速药卷，每根锚杆配一支。3、4802工作面切眼⑴4802工作面切眼为矩形断面，预掘长度为150m，掘进规格为：宽×高＝7600mm×3000mm，采用锚杆、锚索、金属网、钢带联合支护；⑵顶板布置10排锚杆，4排锚索，锚杆间排距均为800mm，锚索间排距为：1600mm×1700mm。锚杆选用Φ20mm×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢，锚索规格为17.8mm×8000mm的钢绞线，每四根锚索用一根长5500mm的W型钢带组合成一体。锚杆托板为原锚杆配备的高强度拱形铁托板，锚索托板为300mm×300mm×10mm的方形铁托板；⑶切眼两帮各布置三排帮锚，间排距为：800mm×900mm,西帮帮锚杆使用Φ18×2300mm的普通圆钢锚杆，托板选用200×200×10mm的方形铁托板，东帮帮锚杆使用Φ18×2200mm的玻璃钢锚杆；⑷顶板和西帮铺设金属网，东帮铺设塑料网。巷道支护如图所示。三、工作面煤柱的留设及接替顺序煤柱的留设：相邻工作面之间留设25m煤柱，距采区主要巷道留设40m煤柱，距井田边界留设20m煤柱。工作面接替顺序：采区及工作面均采用后退式开采，4802工作面回采完毕后，接续回采4803工作面。第三章采煤方法第一节采煤方法的选择根据采区内19#煤层的赋存特征、煤层厚度、煤层结构、顶底板岩性、矿井的生产能力以及其他开采条件等综合因素，设计认为：4802工作面煤层厚度9.13m，适合的采煤方法有两种：一次采全高和分层开采，设计分析比较如下：考虑到分层采煤虽然在国内技术比较成熟，煤炭回收率高，但也存在：1、由于自动铺网装置和工艺技术没有取得重大突破，从而制约了工作面设备能力的发挥；2、分层开采需要大量增加铺网人员，工作面工序复杂、辅助作业时间增加，存在着工作面效率低、产量低、掘进率高、巷道维护费用高；3、开采下分层时工作面端头维护困难、事故多等诸多缺点，严重制约工作面设备能力；4、由于揭露煤层次数的增加，加大了采空区丢煤与空气的接触时间，煤层更易自燃发火，不利于矿井的安全生产。根据19＃煤层东Ⅳ盘区综放工作面生产经验，设计4802工作面采用综采放顶煤回采工艺可行。第二节综采放顶煤开采技术条件分析由于放顶煤主要是利用矿山压力破煤，因此，顶煤冒放性的难易程度是放顶煤成功与否的关键，影响顶煤冒放性的因素主要有煤层赋存深度、煤体的强度、裂隙发育程度、煤层结构、夹矸层位置和厚度、煤层的厚度以及顶板条件等。一、采煤高度分析根据《4802工作面地质说明书》提供，工作面煤层厚度9.13m。一般来说，综放工作面最大采高不宜超过16.0m，因为过厚的顶煤其上部难以达到充分的松动，采动影响可以松动上方煤层的高度一般不超过12m，以3～5m松动效果为好。4802煤层厚度可以适应放顶煤开采的要求。二、顶板条件对顶煤冒放性影响煤层顶板包括两部份，即直接顶和基本顶。直接顶影响着顶煤的冒落运动过程，能够随采随冒并具有一定的厚度的直接顶是放顶煤开采顶煤破碎冒落后顺利放出的基本条件。直接顶滞后冒落或冒落厚度较小，都将造成破碎冒落的顶煤垮向放出体以外的采空区，造成顶煤不能放出而丢失。所以直接顶对顶煤冒放性的影响表现为两个方面；一是要能随采随冒，一是冒落后要有一定的厚度即对采空区的充填程度。根据《4802工作面地质说明书》提供，煤层顶底板岩层大部分为泥岩煤、炭质泥岩互层，3-5米；煤层底板为0.25-0.32米厚泥岩；老底为4-5米的砂质泥岩。强度不高，基本能够随采随冒，有利于顶煤的回收。三、煤层埋深对顶煤冒放性影响通过对放顶煤开采工作面的调查，当开采深度在100m以内时，顶煤的冒放性较差，当开采深度在400m以上时，顶煤一般来说易于冒落。根据《4802工作面地质说明书》提供，该区域地表标高1411m，工作面标高1181m，煤层埋深231m。开采深度会对冒放性产生一定的不利影响。四、煤层结构对顶煤冒放性影响夹矸层对放顶煤影响较大，尤其是完整性好于煤层，极易在顶煤中形成骨架，跨落时形成的大块易堵口而影响顶煤的放出。根据《4802工作面地质说明书》提供，4802工作面煤层倾角2—5，煤层总厚9.13米，其中“糟糕煤”一般厚5.5米，“四四”煤厚3.63米，含三层夹矸总厚0.77米，夹矸率0.08%；对于顶煤放出影响不大。五、顶煤节理裂隙对顶煤冒放性的影响一般岩体都程度不同地含有地质弱面和构造，比如层理、节理、裂隙、断层及褶皱等，煤层更是如此。这些弱面将严重削弱岩体的强度而增加岩体的变形性。根据在现场的观测研究，对综放工作面顶煤冒放性影响最大的地质弱面是煤的节理、层理和裂隙。显然节理裂隙发育的煤层，煤体的完整性较差，整体强度下降，顶煤在支承压力作用下易于破碎，同时，裂隙越密集，顶煤越易破碎、冒放块度越小，越利于放出，也即顶煤冒放性越好，反之则越差。4802工作面掘进期间共揭露4条正断层，落差最大的一条为1.5米，对回采不会造成太大的影响。煤层完整性比较好，节理、裂隙发育一般，表现为煤体整体好，放煤时易产生大块煤。第三节综采放顶煤工艺参数一、4802工作面长度确定工作面的长度一般情况下应根据所确定的工作面日产量和工作面的日进度进行计算。但在大多数情况下，各生产矿井多是根据采区几何尺寸和布置的工作面数进行圈定或根据经验和设备能力（刮板输送机的铺设长度）以及工作面设备的初期投资确定。工作面长度的加大，不仅能提高工作面单产、降低巷道掘进率，有利于矿井实现集中化生产，而且可以提高矿井资源回收率。综放工作面两端存在放煤损失，工作面长度越长，这部分损失在总量中的比例就小，煤炭回收率就高。但由于受工作面设备配套设备的装备水平、通风、安全及管理等方面的制约，工作面长度不能无限增加。在一定时期内，工作面长度根据装备水平有一合理范围，当工作面长度超过这一范围，工作面设备可靠性将降低，生产管理困难，工作面反而难实现高产高效。根据对近年高产高效工作面统计，放顶煤工作面长度一般在200m以上。部分条件好的矿井工作面长度可随着工作面输送机铺设长度的增加，逐步达到250～300m。综放工作面长度的确定还应考虑工作面自燃发火期。综放工作面采空区浮煤增多，增加了自燃发火的可能性，如果综放工作面推进速度过慢，不能将自燃带甩入老空区。因此，为了防止综放工作面煤层自燃，必须保持一定的推进度，根据国内综放工作面防灭火经验，结合小峪煤矿煤层的实际情况，初步确定月推进度至少应达到85m以上。小峪煤矿原19#煤层的综采工作面长度为120-150m。结合本矿井地质条件、开拓系统以及投资、管理、自燃发火等方面的因素，4802综放工作面倾斜长度确定为150m。二、4802工作面割煤高度确定综采工作面割煤高度主要应根据煤层赋存情况、通风、行人的要求以及回采率的要求而定。具体有以下几个方面：1、要根据煤层的厚度来确定割煤高度，《煤矿安全规程》规定，综放工作面采放比不能超过1：3，因此，要根据煤层厚度来确定割煤高度；2、煤层硬度对割煤高度确定的影响，对于较硬的煤层，一般而言，工作面煤壁片帮不大，工作面割煤高度可以适当增加；对于较软的煤层，工作面容易片帮，工作面割煤高度不宜太大；3、确定割煤高度要考虑对回收率的影响，增大机采高度，缩小采、放比，可以相应提高工作面的回收率，增大支架放煤空间，有利于大块顶煤的回收；4、通风的影响，割煤高度大，通风断面大，从而工作面允许风量就大，反之，工作面风量允许则小。因此，在瓦斯含量较高的综放工作面割煤高度适当加大，以增加工作面的通风断面；5、要考虑工作面设备的初期投资，工作面割煤高度大，相应支架的高度就加大，吨位也加大，从而工作面设备的初期投资就大。目前，国内综放工作面割煤高度一般在2.0m~3.2m，考虑上面5个因素对割煤高度的影响后，兼顾全国综放工作面的经验和各煤层的具体条件。4802工作面割煤高度定为2.8m，放煤高度为6.33m，采放比为1：2.26三、采煤机截深采煤机的截深和放煤步距应保证工作面尽可能大的循环产量。我国综放工作面的采煤机截深近几年来逐渐加大，由原来的截深0.6m，2刀一放，改为截深0.8m，一刀一放。在日进刀数相同的情况下，截深0.8m可增加1/3的循环产量。综采工作面增加截深可以增加循环产量，在日进刀数相同的情况下，截深越大，生产能力也越大，但4802工作面计划使用原有MG300/700—WD采煤机。因此，确定采煤机截深为0.6m。四、放煤步距的确定1、放煤步距研究表明，当综放开采时，一刀一放每次移架放煤为顶煤提供了松动空间，使移架过程变为一次放煤过程，使上部悬伸的顶煤即时冒落充填，下次尾梁摆动放煤时即可放出；两刀一放虽然支架卸载前移，但由于移架后松动煤体未放出，上部悬煤不易冒落，下次移架时虽然冒落，但因滞后放不出来。根据对综放工作面顶煤损失机理的研究，当工作面放煤步距大于后部刮板输送机宽度时，工作面支架后部放煤存在步距损失，具体如图所示。工作面放煤步距损失形成机理一刀一放时，移架、放煤及拉后部输送机各工序的关系为（a）(b)(c)(a)；二刀一放时，移架、放煤及拉后部输送机各工序的关系为(a)(b)(c)(d)(a)。由图（d）可以看出，二刀一放时，工作面放煤存在步距损失。当前工作面国产后部输送机中部槽最大宽度为1200mm，一般为730～1000mm，因此从减少放煤步距损失的角度出发，工作面放煤步距应以0.6m为宜。兖州矿区、平朔矿区、宁煤矿区综放开采实践也表明，一刀一放的工艺是合理的，根据兴隆庄煤矿、磁窑堡二矿、平朔安家岭井工矿放顶煤开采试验结果，一刀一放（放煤步距0.6m）时顶煤的回收率可达80%以上，较其他工艺回收率高。因此4802综放工作面可借鉴兖矿集团、宁煤集团、平朔公司的经验，为提高顶煤回收率，将4802工作面放煤工艺确定为一刀一放，放煤步距0.6m。2、初次放煤步距根据19号煤层顶板岩性强度较低，在生产过程中，也易于跨落，根据东Ⅳ盘区开采经验，设计4802工作面初次放煤步距暂定为15-20m，并在现场生产过程中，经矿压观测工作面初次来压通过后，工作面采空区冒落充分后再进行放煤工作。3、工作面收尾长度为保证工作面安全收尾，防止顶板岩石对支架直接接触形成冲击，在工作面收尾前一般有一段距离不进行放顶煤，我国综采放顶煤工作面收尾阶段不进行放煤的距离为10～15m，根据东Ⅳ盘区开采经验，4802工作面收尾长度暂定为15m。五、放煤方式的确定1、放煤方式目前综采放顶煤工作面的放煤方式很多，有多轮、分段、顺序、等量放煤；单轮、多口、顺序、不等量放煤；多轮、间隔、等量放煤；单轮、间隔、多口放煤等。⑴多轮、分段、顺序、等量放煤工作面分成2～3段，段内同时开启两个放煤口，每次放1/3～1/2顶煤（等量），按顺序循环放煤（多轮、顺序），可一段段地放，也可多段同时放。⑵单轮、多口、顺序、不等量放煤从工作面一端开始放煤，根据工作面长度划分3～4个放煤口，开放面积分别为1、1/2、1/3、1/4。第一个口放完，关闭，按顺序开启第2、3、4、5，分别为1、1/2、1/3、1/4、开放，这样每个口一次放完，单轮完成放煤工序。⑶多轮、间隔、等量放煤放煤顺序为1、3、5…（间隔），一次放出1/2～1/3，多轮放完，然后再2、4、6…。⑷单轮、间隔、多口放煤先放1、3、5…，见矸关门，一次放完再放2、4、6…。上述放煤方式多式多样，都是在矿井生产过程中，结合矿井实际情况对放煤方式细化出来的结果，总体归结起来放煤方式主要分为顺序放煤和间隔放煤两大类。2、间隔放煤对于厚煤层来说，椭球体短轴一般用以下经验公式计算：2b＝（0.25～0.3）h本矿井煤体较松软，因此可用：2b=0.3hh为放煤高度取7.4m，因此，短轴长度约为1.11m。间隔放煤对椭球理论的附合性较好，放煤间距与椭球体的短轴距离接近，则放煤效果也好。3、顺序放煤顺序放煤又分为单轮顺序放煤和多轮顺序放煤。⑴多轮顺序放煤多轮顺序放煤就是通过多次小量的放煤，使得顶煤按放出的煤量均匀下降，把顶部矸石挡在煤体之外，从而达到提高放煤率的效果。在实践过程中，想达到这样的理想效果十分困难，一是椭球体的形成非常复杂，每架不可能相同，二是放煤量也很难相同，三是煤厚变化影响，使得放煤虽然混矸量减少，但放煤率下降很多，再就是放煤时间长，影响工作面的开机率，生产效率较低。⑵单轮顺序放煤单轮顺序放煤是将工作面支架依次按顺序沿采煤机割煤方向放煤。对于放煤高度较大的煤层来说，由于后一架放煤时不可避免地使得前一架椭球体内已放空煤的矸石过早进入放煤口，因此放煤损失较大；同时工作面长度较长时，放煤时间过长，影响工作面的产量；对于顶煤较薄的煤层来说，单轮顺序放煤工艺简单易行，由于放煤速度较快，工作面长度较短时还可以减少放煤人员，因此，针对对4802工作面长度，单轮顺序放顶煤比较合适。由以上论述可以看出，顺序放煤比间隔放煤优点较多，因此，设计4802工作面采用单轮顺序放煤的放煤方式。单轮顺序放煤放煤时间短，多轮顺序放煤率较高，在生产过程中，需对这两种放煤方式进行比较，选出更合适放煤方法来，在高产高效的基础上，更好地实现放煤率的提高。六、放煤分段为了满足高产高效工作面的要求，工作面采煤速度快，对放煤速度提出了更高的要求。目前大型矿井放煤一般多采用“双人双口”或“多人多口”的放煤方式。由于放煤时间和顶煤厚度、顶板压力、煤层特征等诸多特性有关，因此放煤时间也会有较大的不同，4802工作面长度为150m，煤层顶煤厚度为割煤高度的2倍多，设计考虑放煤时间为割煤时间3倍，因此，4802工作面可考虑按同时开3-5个放煤口进行放煤。在生产实践中，应探索最合理的放煤作业方式，并不断改进，以现实矿井安全高效生产的目的。第四节工作面回采率、采区回采率估算根据测算，小峪矿顶煤回收率为80%，割煤回收率为97%，则工作面回收率为：工作面回采率=（2.8×97%+6.33×80%）/9.13=85.2%放顶煤工作面回采率主要受顶煤回收率影响。综放工作面的顶煤损失由初采损失、末采损失、端头损失和工艺损失组成，其中除工艺损失外，都可以根据顶煤损失体的几何形状进行理论计算。一、初采损失初采损失为顶煤初次垮落以前顶煤无法回收以及直接顶垮落前顶煤只能回收一部分所造成的损失，因而初采损失由两部分组成：一部分是顶煤在工作面离开切眼后不能及时垮落而丢失的部分，也就是说，在顶煤初次垮落步距范围的顶煤全都丢失；第二部分损失为顶煤开始垮落后，直接顶垮落前，有一部分顶煤落在采空区里无法回收而丢失的顶煤。在顶煤初次垮落以前，高度为h1的顶煤全部丢失。当顶煤初次垮落步距为S1时，其损失量按下式计算：式中——顶煤强制放顶前的损失量，t；——顶煤强制放顶距离，m；——工作面长度，m；——顶煤厚度，m；——煤体密度，t/m3。在顶煤全部垮落，而直接顶尚未垮落的情况下，如图3-1-1所示，当支架移动一个放煤步距s后，高为hl的顶煤（图中abcd部分），即垮落成为图中所示aefg部分，其横截面积可以表示为hl×s。由于直接顶尚未跨落，顶煤垮落后按安息角呈自然堆积，此时，冒落的顶煤尚未形成放落漏斗，只能放出堆积体积线以上的落煤，其下部分全部丢失，其损失量按下式计算：式中——顶煤初次垮落后至直接顶垮落前的顶煤损失量，t；——直接项初次垮落步距，m；E——在采空区丢失煤的高度，m；α——散煤自然安息角，45°。则工作面的初采损失为：Nc＝Nc1＋Nc2初采损失计算图由于4802面，初采期间在老顶初次来压之后才开始放煤。老顶初次来压之前一直没有放煤，工作面正常推进，只割煤不放煤，初次来压之后，工作面开始放煤。参考临近工作面，预计初次来压步距为15m，根据初次来压步距计算的初采损失为：Nc＝×××=15×6.33×150×1.4=2万t——初次来压步距，15m；——工作面顶煤厚度，6.33m；——工作面长度，150m；——煤体密度，1.4t/m3。二、末采损失工作面到达停采线以前，为了保证支架拆除时的顶煤完整性，在距停采线15m处即停止放煤。末采损失量与顶煤的物理特性无关，只与顶煤的厚度和工作面长度有关。式中——工作面停采前不放煤的推进距离，15m；——工作面长度，150m。三、端头损失为了易于端头管理，综放工作面两端各有2～4部支架不放煤，如图所示（——巷道宽度），所造成的顶煤损失称为端头损失。损失量可按下式计算：式中L——工作面走向推进长度，m；β——顶煤放落角；——工作面端头不放煤支架数；——工作面顶煤厚度，m。端头损失计算图4802面液压支架共104台，架宽1.5m，其中工作面基本架96台，过渡支架6台（头尾各3台）。端头支架2架，计算工作面回收率时，将端头损失一并考虑为工作面工艺损失，在此不再单独列出另算。四、巷道顶煤损失在计算采区损失时，轨道顺槽宽度为3.2m，运输顺槽宽度为4.5m，顺槽高度为3.0m，由于顺槽上部顶煤不能回收，这部分损失要计算在采区损失之内。巷道顶部煤炭损失为：=510×（3.2+4.5）×1.4×6.33=3.48式中——工作面推进距离，510m；——煤层平均厚度，9.13m；——工作面顺槽宽度，分别为3.2和4.5m；——工作面顶煤厚度，6.13m。五、工艺损失回采过程中所有其它损失的总和为工艺损失，其构成比较复杂，主要有脊背损失、矸石混入过多而失去采出意义造成的损失、大块煤矸卡放煤口造成的损失等。其影响因素有煤层硬度、采放比、顶煤层理节理发育程度、煤层上覆岩层结构、工作面仰俯角度、选用架型、循环放煤步距、放煤方式、后部输送机高度、放煤工的熟练程度和责任心等；在开采条件和设备确定的情况下，放煤工艺（循环放煤步距、放煤方式）和放煤工的技术水平起决定性作用。这一煤量尚无办法计算，但在某一个工作面的实际回采率确定后，工作面总损失量中减去其它4种损失即为工艺损失。4802面工艺损失为：=（--）××××（100%-85.2%）=（510-20-15）×150×9.13×1.4×（100%-85.2%）=13.4万t六、采区回收率1、4802面煤炭储量为：——采区煤炭储量；——工作面长度；——工作面推进距离；——煤层平均厚度；2、放顶煤工作面采区回收率为：根据上式计算的采区回收率为：81.07%。4802综放工作面净回收率为85.2%，但由于工作面涉及初采和末采损失，巷道顶煤和煤柱损失，以及割煤和放煤工艺损失，这一切导致采区的回收率降低6%左右，但仍达到了国家规定的采区放顶煤回收率不能低于75%的要求。第五节工作面主要经济技术指标一、工作面生产能力4802综放工作面日推进度按下式进行计算：式中：L——工作面长度，150m；k1——生产不均衡系数，取k1=1.1；——工作面日产量，4000t；n——日循环数；H——煤层采厚，m；B——循环进尺，0.6m。——煤体容重，t/m³；C——工作面回采率。综放工作面长度为150m，年产为120万t时，4802综放面日推进5刀（3.0m），其月推进度达到90m以上，满足月推进度70m以上的自燃发火要求。1、割煤产量式中：——割煤日产量，t；——工作面日进度，m；——采煤机割煤高度，m；——割煤回收率，97%；——采煤机割煤长度，m。4802工作面割煤产量：综放工作面日推进3.0m时，=3.0×2.8×150×1.4×0.97=1711t2、日放煤产量日放煤量由下式计算：式中：——日放煤产量，t；——放顶煤高度，m；——工作面放煤长度；——顶煤回收率。综放工作面长150m（放煤长度为139m）、顶煤厚度为6.33m，日推进3.0m时，4802工作面放煤产量：=3.0×6.33×139×1.4×0.8=2956t3、工作面计算日产量考虑工作面一定的正规循环率（根据经验及现场实测，综采工作面正规循环率0.9计算），工作面日产量计算公式为：工作面长150m，日推进3.0m时，4802面日产量：=0.9×(1711+2956)=4200.3t每年按330个工作日计算，搬家时间年均45天，平均工作面个数为10.5/12=0.875个。则4802综放工作面日进尺为3.0m时，年产量为121.8万t。二、4802工作面主要经济技术指标4802工作面主要经济技术指标序号项目名称单位数据序号项目名称单位数据1走向长度m53014月产量t1151282倾向长度m15015日产量t44283煤层生产能力t/m³1.416回采效率t/工1934在册人数人11217含矸率%135采高m3.018可采天1786出勤人数人8919截齿消耗个/kt67每米产量t147520可采储量t7860288循环产量t88521循环进度m0.69坑木定额m3/万t322炸药定额Kg/wt3510乳化液消耗kg/kt5023月进度m7811金属顶梁丢失率‰224雷管定额f/万t2012支柱丢失率‰425出勤率%8013灰分%4226地质储量t1016169第四章工作面设备选型19号煤层4802工作面设备选型的基本条件：4802综放工作面采厚平均厚9.13m；工作面大小150m；采煤机割煤高度2.8m；放煤高度6.33m；截深0.6m；采深231m左右；围岩普氏硬度系数（平均）f=3.2；工作面设计回收率85.2%；工作面设计年产量120万吨（平均日产4000t）。第一节放顶煤支架一、支架选型设计综放工作面