ZF209综采放顶煤工作面(修改版)2

PAGE137铜川市耀州区秀房沟煤矿ZF24209工作面（修改版）总体设计说明书二零一四年五月铜川市耀州区秀房沟煤矿ZF24209综采放顶煤工作面设计目录目录TOC\o"1-2"\h\z\u第一章概述 1第二章工作面开采地质条件 22.1工作面概况 22.2煤层与煤质 22.3顶底板条件 32.4地质构造 32.5瓦斯 32.6煤尘爆炸性及煤自燃倾向性 32.7水文地质 42.8工作面储量及服务年限 4第三章采煤方法及巷道布置 63.1采煤方法的确定 63.2工作面基本参数 63.3工作面进度及产量 83.4工作面巷道布置与支护 9第四章综放工作面设备选型与总体配套设计 144.1前、后输送机机头布置方式 144.2工作面设备选型 144.3综放工作面设备配套能力 32第五章采煤工艺设计 395.1回采工艺流程 395.2采煤机割煤 395.3移架 415.4推前部输送机 415.5放顶煤 425.6拉后部输送机 44第六章工作面生产系统 456.1运输设备及运输方式 456.2煤炭的运输 466.3辅助运输系统 466.4通风系统 476.5供排水系统 496.6供液系统 516.7供电系统 516.8通讯系统 636.9控制及照明系统 636.10安全避险“六大系统” 64第七章顶板管理及矿压观测 727.1工作面顶板控制 727.2顺槽及端头顶板管理 797.3来压及停采线的顶板管理 827.4矿压观测 83第八章工作面回采率与煤质管理 858.1回采率的计算方法 858.2提高顶煤回收率的管理规定和技术措施 868.3煤质管理 89第九章循环作业与劳动组织 919.1工作制度 919.2循环作业 919.3劳动组织 91第十章工作面的主要技术经济指标 93第十一章职业安全卫生 9411.1通风及瓦斯灾害预防 9411.2生产工艺安全卫生 9511.3电气安全及防护 99第十二章主要安全技术措施 10112.1防尘措施 10112.2防火措施 10312.3瓦斯防治 10612.4顶板管理 11112.5机电设备管理 11412.6运输事故预防 12912.7避灾路线 13012.8防治水安全技术措施 130第十三章其他 132铜川市耀州区秀房沟煤矿ZF24209综采放顶煤工作面设计第一章概述PAGE4第一章概述秀房沟煤矿位于陕西省铜川市耀州区照金镇东北部，距耀州区约50km，行政区辖属耀州区照金镇。矿区南部有2.8km的简易公路与柳（林）—照（金）公路相接，有公路直达铜川、西安等地，交通十分便利。秀房沟井田为一宽缓的小向斜，轴向近东西，幅度呈簸箕向东敞开。本井田内未发现断裂，无岩浆活动，开采区构造属简单类型。秀房沟煤矿采用斜井单水平开拓方式，沿走向划分为三个采区，矿井生产能力为90万t/年。矿井采用中央并列式通风系统，抽出式通风，瓦斯等级经鉴定为瓦斯矿井。24209工作面为242采区第4个工作面，开采4-1和4-2两层煤，两层煤间有0.3-0.6m厚的夹矸。采用走向长壁后退式采煤方法，综采放顶煤、采空区全部垮落采煤工艺。铜川市耀州区秀房沟煤矿ZF24209综采放顶煤工作面设计第二章工作面开采地质条件第二章工作面开采地质条件2.1工作面概况秀房沟煤矿井田内河谷发育，森林茂盛，山峦重迭起伏，处处可见洛河组砂砾岩形成的陡壁，属中低山区地貌。最高点为矿区东南部，海拔+1555.7m，最低处位于秀房沟河谷，标高+1236.1m，相对高差320m。24209工作面位于井田的西部，为走向长壁综合机械化放顶煤工作面，东部为24211已采工作面，两工作面间留设的保护煤柱宽度为25m，西临24207准备工作面，两工作面间预留保护煤柱宽度为25m，北接242胶带运输上山，南至秀房沟河流保护煤柱。工作面走向平均长度894米，其中运输顺槽900米，回风顺槽887米，倾斜长度116m。24209工作面埋藏深度为412.1m-433.1m，工作面对应的地表为中低山区，森林茂盛，无建筑。工作面对应的地表南部为秀房沟河，留设有宽度为100m的保护煤柱。工作面位置详见附图2-1所示。2.2煤层与煤质24209工作面开采4-1和4-2两层煤，上下层间距0.3-0.6m，属侏罗系中下统延安组，24209工作面综合柱状图详见附图2-2。24209工作面内煤层走向东-西，倾向南-北，煤层倾角为3-5°。根据相邻工作面采掘生产揭露，4-2煤层厚度由顺槽口3.08米向里逐渐加厚为4.50米，平均厚3.79米，层状结构，属Ⅰ阶段的低变质烟煤，即长焰煤-不粘范畴，颜色为黑色，沥青光泽，阶梯状及参差状断口，有时显水平及微波状层理，外生裂隙不甚发育，内生裂隙有方解石及黄铁矿薄膜充填。煤层由亮煤、暗煤、丝炭和镜煤所组成，以半亮-半暗型煤为主。4-1煤层在4-2煤层上部，与4-2煤层间距0.3-0.6m，煤层走向东-西，倾向南-北，煤层倾角为3-5°。厚度1.45-1.71m，平均1.58m，层状结构，赋存稳定，由亮煤、丝炭和镜煤所组成，以亮煤-半亮型煤为主。2.3顶底板条件4-1煤层厚度1.45-1.71m，平均1.58m,未见伪顶,直接顶厚0.55-7.55m，以灰黑色、灰色粉砂岩为主，见水易膨胀，老顶以中、细粒砂岩为主，厚1.04-2.64m，易垮落。4-1煤层底板为厚度0.3-0.6m的夹矸及4-2煤层。4-2煤层厚3.08～4.50m，平均厚度3.79m，为结构简单至较复杂的稳定可采煤层。4-2煤层顶板为厚度0.3-0.6m的夹矸及4-1煤层。4-2煤层直接底为灰黑色炭质泥岩，呈薄片状，易沿层理面张裂，遇水易膨胀，厚0.1～3.6m，为不坚固岩石。其老底为砂质泥岩，全井田分布厚度0.7～6.63m，吸水易膨胀、崩解，亦为不坚固岩石。附图：工作面煤层底板等高线2.4地质构造秀房沟井田为一宽缓的小向斜，定名为秀房沟向斜，轴向近东西，长约4.2km，宽约2.5～3km，幅度呈簸箕向东敞开，南翼倾角5～8°，北翼倾角约2°左右，24209工作面位于该向斜的西部。本井田未发现断裂，无岩浆活动，开采区构造属简单类型。2.5瓦斯2012年8月进行鉴定，矿井瓦斯绝对涌出量6.06m³/min，相对涌出量3.66m³/t，CO2绝对涌出量1.49m³/min，相对涌出量0.9m³/t，矿井鉴定为瓦斯矿井。2.6煤尘爆炸性及煤自燃倾向性根据陕西省煤矿安全装备检测中心于2012年3月10日对秀房沟煤矿4-2煤送样进行的煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定，鉴定结论为4-2煤煤尘具有爆炸性，煤尘爆炸指数为37%，4-2煤自燃倾向属Ⅱ类，为自燃煤层，发火周期为3-6个月，最短为28天。2.7水文地质矿井直接充水含水层为富水性弱的直罗组下段及延安组砂岩裂隙含水层，充水方式为自煤层顶板裂隙中滴水、淋水，矿井水补给源来自含水层侧向径流，根据《秀房沟煤矿水文地质类型划分报告》，矿井井下正常涌水量为20m³/h，最大涌水量为43m³/h。24209工作面直接充水含水层为直罗组下段及延安组砂岩裂隙含水层，富水性弱，易于疏干，根据掘进工作面现场观测，24209掘进工作面最大涌水量为1m³/h。2.8工作面储量及服务年限2.8.1储量计算⑴地质储量QQ=(L运+L回)÷2×M×H×P=（900+887）÷2×116×（1.58+3.79）×1.46=81.26万吨L运：工作面运输顺槽长度；L回：工作面回风顺槽长度；M：工作面长度；H：煤层厚度；P：容重，取1.46t/m³⑵可采储量Q可Q可=Q×c=81.26×93%=75.57万吨根据规定，回采率c取93%。2.8.2服务期限根据矿井目前生产情况，生产能力按8.0万吨/月计，工作面的服务期限为：T=77.15÷8.0≈9.77(月)因此，24209工作面服务期限为10个月。铜川市耀州区秀房沟煤矿ZF24209综采放顶煤工作面设计第三章采煤方法及巷道布置第三章采煤方法及巷道布置3.1采煤方法的确定工作面采用走向长壁后退式采煤方法，综采放顶煤、采空区全部垮落采煤工艺。3.2工作面基本参数3.2.1工作面的走向长度24209工作面北起242胶带运输上山，南至秀房沟河流保护煤柱，工作面走向长度受到保护煤柱的限制，两顺槽掘进至保护煤柱时必须停止，因此运顺长度为900米，回顺长度为887米。3.2.2工作面长度秀房沟煤矿属机械化改造矿井，为确保综放工作面满足矿井一井一面、年产90万t的要求，24209综放工作面长度要能保证年产能达到90万t。工作面每天估算出煤量Q为：Q=M÷t其中M：年产量；t：年工作日数，每年工作日数按330日计算。则工作面每天估算出煤量Q为：Q=900000÷330≈2727t工作面长度l为：l=Q÷（n·H·B·r·c·K1）式中l—工作面长度，m；Q—工作面估算日产量，t；n—日循环数，4个；K1—工作面正规循环率，取=0.85；H—采放厚度，为5.37m；B—循环进尺，按采煤机截深0.6m，2刀1放，则B=1.2m；c—工作面回采率，为93%；r—煤体容重，1.46t/m³。则：l=2727÷（4×5.37×1.2×1.46×0.93×0.9）=91.7m根据临近的24211工作面（面长116m）实际生产情况来看，每个工作日仍然能保证4个循环，因此，24209工作面长度布置为116m能够保证我矿达到矿井一井一面、年产90万t的要求。同时，我矿现有设备配置适合于该面长组织生产，生产效率较高，考虑到在工作面设备配置方面具有相似性，以及在工作面生产和管理方面具有经验，因此，将24209工作面长度确定为116m。3.2.3工作面割煤高度与放煤高度工作面割煤高度除应满足通风行人的要求外，还应考虑设备投入和机道上方顶煤和煤壁的稳定性，采高越大，煤壁越易发生片帮，但增大机采高度、缩小采放比，可以相应提高工作面的回收率。因工作面中间支架选用ZF5600/18/28型液压支架，最大高度为2.8m，综合考虑，确定工作面采煤机割煤高度为2.6m。割煤高度确定后，在煤层平均厚度为5.37m、采放高度为5.37m的情况下，放顶煤高度即为2.77m，因而采放比为1：1.06，符合《煤矿安全规程》第68条规定。3.2.4采煤机截深与放煤步距当前高产高效工作面截深一般为0.6-0.8m，由于要求工作面生产能力较小、截深浅对瓦斯矿井开采有利，且采煤机截深大时对采煤机装机功率及支架配套尺寸要求较高，因此为减少矿井设备改造投资费用，避免投资上的浪费，将采煤机截深定为0.6m。从正规循环要求出发，为达到最佳放煤效果，即顶煤回收率最高、含矸率最低，要求工作面放煤步距应与液压支架放煤口纵向尺寸一致，并与采煤机的截深成倍数关系，即所谓“一刀一放”、“二刀一放”、“三刀一放”。根据国内综放工作面生产经验，特别是与秀房沟煤矿临近的铜川柴家沟煤矿试验及生产实践的基础上，当采煤机截深为0.6m时，可采用二刀一放循环作业方式，又考虑到本工作面顶煤较薄，建议本工作面采用用二刀一放的循环放煤方式，即放煤步距为1.2m。3.3工作面进度及产量3.3.1工作面日循环数当工作面的长度确定以后，可按下式计算工作面的日循环数：式中：—日循环数；—工作面日产量，按年产90万t、年生产330d计算，为2727t；—工作面正规循环率，取=0.85；—工作面长度，116m；—采放厚度，为5.37m；—循环进尺，采煤机截深0.6m，2刀1放，则B=1.2m；—工作面回采率，取93%；—煤体容重，1.46t/m³。则对于24209的综放工作面：n=2727÷（0.85×116×5.37×1.2×1.46×0.93）=3.2根据上述计算，工作面日完成4个生产循环，可达到矿井年产90万t的生产能力。3.3.2工作面日产量则工作面日产量出煤量Q为：Q=l·n·H·B·r·c·K1式中Q—工作面估算日产量，t；l—工作面长度，116m；n—日循环数，4个；K1—工作面正规循环率，取=0.85；H—采放厚度，为5.37m；B—循环进尺，按采煤机截深0.6m，2刀1放，则B=1.2m；c—工作面回采率，为93%；r—煤体容重，1.46t/m³。Q=116×4×5.37×1.2×1.46×0.93×0.85=3450.8t3.3.3工作面月产量、年产量每年工作日数按330日计算，年产量为：Q年=Q×330=113.8万t。3.4工作面巷道布置与支护3.4.1顺槽布置与支护由于24209综放工作面倾向及走向距离较短、工作面生产能力较小，根据瓦斯涌出量对风量的要求和工作面顺槽设备布置对巷道断面的要求验算通风断面。设计24209综放工作面巷道断面尺寸如下：回风顺槽为净高3m、宽净4.2m的矩形断面；运输顺槽为高净3m、净宽4.8m的矩形断面；切眼为净高2.8m、净宽7.5m的矩形断面。回风顺槽、运输顺槽和切眼均布置在煤层中，并按预留0.5m厚的底煤掘进。顺槽内设备布置如图3-7所示。附图3-1～3-5为两顺槽锚网支护示意图，在顺槽巷道掘进之前已经进行具体的支护方案设计。3.4.2工作面端头布置与支护⑴工作面下端头在工作面下端头原有锚网支护的基础上，采用DZ—3150型单体液压支柱配合ZZHJ—1200型铰接顶梁，一梁一柱铰接支护。在前后溜电机上部采用4对8根（前溜和后溜各采用2对4根）5.2m长钢梁一梁三柱支护。后溜至采空区边缘，用DZ－3150型单体支柱配合1.2m铰接梁与超前支护在同一条线上布置三排支护至转载机机尾边沿，以外0.5m范围内用双排切顶点柱支护，每排6根，共12根，三角布置，给后溜机头及转载机机尾维护创造空间。在5.2m长钢梁与1#架之间采用1根2.6m钢梁，一梁三柱跨机头架及过渡槽支护。在推移工作面前后溜时，要根据情况及时更换柱子，始终保证一梁三柱，两柱可在溜前也可在溜后（如图3-6所示）。⑵工作面上端头工作面上端头支护采用双排单梁单柱支护，在78#架尾梁末端向采空区侧延深0.5m双排点柱支护，每排4根共8根三角布置，给后溜机尾创造检修空间（如图3-6所示）。⑶两端头超前支护受采动的影响，两端头前方巷道可能引起片帮、冒顶，需对两端头前方巷道进行加强支护，根据我矿以往工作面开采情况和实际操作，在工作面煤壁前方回风顺槽30m内布置两排一梁一柱支护，排距2.0m，柱距1.2m，在工作面煤壁前方运输顺槽30m内三排一梁一柱支护，柱距1.2m,排距分别为：1.4m（转载机道）,1.5m（人行道）。柱子和梁分别为DZ—3150单体液压支柱、1.2m铰接顶梁。⑷过渡支架工作面布置过渡支架2台，机头、机尾各1架，过渡支架采用四柱反四连杆放顶煤过渡支架。支架后部设置大尾梁机构，通过调节尾梁和插板千斤顶可以有效地支护后部空间，刮板输送机推移耳座中部、机头、机尾，间距86mm,耳板厚度70mm，进、回液接口尺寸与原来中间支架相配套。⑸端头支护材料端头的支护材料见下表。表3-1端头支护材料表名称型号数量/根备注单体液压支柱DZ—3150250其中50根备用单体液压支柱DZ—280050主要用在巷道变形处单体液压支柱DZ—120030用于工作面安装、搬家或正常生产中铰接顶梁1.2m200其中20根备用长钢梁5.2m8其中2根备用(非标，可用两根2.6m的对接)长钢梁2.6m4其中2根备用图3-6工作面端头支护示意图图3-7顺槽内设备布置耀州区秀房沟煤矿ZF24209综采放顶煤工作面设计第四章工作面设备选型及总体配套设计第四章综放工作面设备选型与总体配套设计4.1前、后输送机机头布置方式前、后部输送机机头垂直布置方式，如图4-1所示。 图4-1工作面前、后输送机机头垂直布置4.2工作面设备选型4.2.1工作面放顶煤液压支架架型的选择采用双输送机插板式低位放顶煤支架。支架工作阻力确定支架工作阻力确定的基本条件：综放工作面采厚5.32m，采煤机割煤高度2.6m，放煤高度2.7m，采深380～480m左右，煤的硬度中等偏硬，煤层硬度系数f按2.0和2.5考虑。⑴统计计算法确定支架工作阻力根据对我国30多个综放开采工作面实测支架最大载荷与煤层硬度系数f，采深以及顶煤厚度进行回归，得到如下关系式：将综放工作面煤层条件代入上式求出，考虑一定的安全系数，即可得到工作面支架所需设计工作阻力，即（～1.35）①按采深=380m，f=2.0，=1.9m计算kN=4748kN（1.25）②按采深=480m，f=2.0，=1.9m计算kN=5023.2kN（1.25）③按采深=380m，f=2.5，=1.9m计算kN=5042.5kN（1.25）④按采深=480m，f=2.5，=1.9m计算kN=5317.6kN（1.25）若按秀房沟矿井煤层的最大厚度6.0m进行考虑，此时综放工作面采厚5.5m（留0.5m的护底煤柱），采煤机割煤高度2.6m，放煤高度2.9m，采放比1：1.2，此时计算出的支架工作阻力如下：①按采深=380m，f=2.0，=2.9m计算kN=4713kN（1.25）②按采深=480m，f=2.0，=2.9m计算kN=4988kN（1.25）③按采深=380m，f=2.5，=2.9m计算kN=5007.4kN（1.25）④按采深=480m，f=2.5，=2.9m计算kN=5282.4kN（1.25）⑵类比法确定支架工作阻力①陕西彬县下沟煤矿工作面参数和所采煤层自然条件如表4-1所示；所选工作面液压支架主要技术参数如表4-2所示。下沟煤矿使用ZF4600/17/28低位放顶煤反四连杆液压支架，目前已经使用了四年多的时间，正服务于第五个综放工作面，从支架的使用情况来看，主要是支架的液压系统制约了支架的工作阻力，从设计工作阻力来看，还能达到支护要求。2002年对ZF1812工作面25号和35号架的工作阻力进行实际测定，测得35号架最大阻力主要分布在3000~3500KN之间，占全部次数的47.8%，平均加权阻力主要分布在2500-3000KN，占全部次数的54.1%；25号架最大阻力在大于2500KN占全部次数的47.1%，加权阻力在1500~250KN占总次数的78.2%。35号架加权阻力的平均值是2646KN，相当于额定工作阻力的57.5%；最大阻力的平均值是3278KN，相当于额定工作阻力的71.3%，所以从上面的数据可以看出支架工作阻力设计比较合理的。表4-1下沟煤矿工作面参数和煤层自然条件煤层编号4号工作面长度90m煤层倾角3～5°工作面采高2.6m平均厚度16.7m放煤高度11m煤层埋深350m直架型号ZF4600/17/28表4-2液压支架主要技术参数项目参数单位支架高度1.7～2.8m支架宽度1430～1600mm中心距1500mm初撑力3944kN工作阻力4600kN支护强度0.69～0.70MPa底板比压（平均）1.7MPa泵站压力31.4MPa行程1098mm在2004年工作面回采ZF1810工作面时，工作面时常出现压架等现象，但工作面安全阀开启率不高。经过2004年10月份工作面搬家过程中更换了支架的所以操作阀并更换了部分供液管路，截至目前，工作面未发生一次压架现象，支架工作状态良好。②铜川玉华煤矿工作面参数和所采煤层自然条件如表4-5所示；所选工作面液压支架主要技术参数如表4-6所示。玉华煤矿曾使用过ZF4800/17/28型液压支架，但在使用过程中经常出现工作面压架现象，后加大了支架工作阻力和支护强度，工作面支护质量有明显好转，但是由于工作面长度较长，支架支护强度还偏小，使得工作面仍有压架现象。③铜川柴家沟煤矿工作面参数和所采煤层自然条件如表4-3所示；所选工作面液压支架主要技术参数如表4-4所示。表4-3柴家沟煤矿工作面参数和煤层自然条件煤层编号4-2号工作面长度90m煤层倾角3～5°工作面采高2.6m平均厚度5.61m放煤高度3.11m煤层埋深271～538m直架型号ZF5200/18/28表4-4液压支架主要技术参数项目参数单位支架高度1.8～2.8m支架宽度1430～1600mm中心距1500mm初撑力4653kN工作阻力5200kN支护强度0.84MPa底板比压（平均）0.9～1.4MPa泵站压力28MPa行程1000mm表4-5玉华煤矿工作面参数和煤层自然条件煤层编号4-2号工作面长度165m煤层倾角10～12°工作面采高2.6m平均厚度15m放煤高度10.0m煤层埋深400～500m直架型号ZF6400/17/30表4-6液压支架主要技术参数项目参数单位支架高度1.7～3.0m支架宽度1430～1600mm中心距1500mm初撑力5216kN工作阻力6400kN支护强度0.84MPa底板比压（平均）2.7MPa泵站压力31.4MPa行程1300mm煤层编号4-2号工作面长度90m煤层倾角3～5°工作面采高2.6m平均厚度5.61m放煤高度3.11m煤层埋深271～538m直架型号ZF5200/18/28铜川柴家沟煤矿使用ZF5200/18/28低位放顶煤正四连杆液压支架，在使用过程中发现支架仍有一定的富裕系数，安全阀很少有开启显现。使用至今，从未出现过一次工作面压架现象。秀房沟煤矿和以上3矿所采煤层为同一煤层，同为4号煤层。但是工作面煤层埋深不同，彬县下沟矿埋深350m左右，柴家沟埋深270～330m，而秀房沟煤矿煤层埋深在380m以上。玉华煤矿埋深比秀房沟煤矿还深，从煤层厚度上来说，秀房沟煤矿首采面煤厚和柴家沟相似。所以从支架支护强度来说，支架的支护强度应在0.84以上。根据上述3种方法计算、分析结果，并结合4-2煤层的条件，支架设计工作阻力确定为5600kN，支架支护强度定在0.84以上。支架的主要技术参数24209工作面综放液压支架主要技术参数为如表4-7、图4-2所示。表4-724209工作面综放液压支架主要技术参数型号ZF5600/18/28型式四柱支撑掩护式正四连杆低位放顶煤液压支架；高度1800～2800mm；宽度1430～1600mm；中心距1500mm；初撑力4653kN（P＝31.5MPa）；工作阻力5600kN（P＝33.7MPa）；底板比压（前端值）：0.97～1.5MPa支护强度:0.90MPa；泵站压力:31.5MPa；立柱型式：单伸缩缸径/杆径230/210mm工作阻力（P=33.7Mpa）1400KN行程1000mm推移千斤顶型式：普通双作用缸径/杆径160/105mm推力/拉力321/563KN行程700mm配套截深：600mm分体顶梁：上摆17º，下摆22º操纵阀流量：200L/min4.2.2采煤机采煤机小时生产能力核算采煤机端部斜切进刀单向割煤，采放平行作业2刀1放。割煤和放煤可以平行作业，互不干扰，互不等待。因此，秀房沟煤矿4-2煤层首采综放工作面采用端部斜切进刀单向割煤，采煤机的平均落煤能力为：式中：——采煤机平均落煤能力,t/h；——工作面平均日产量，t/d；——采煤机截深，0.6m；——割煤高度，2.6m；——实体煤容重，1.49t/m3；——工作面采煤机割煤回采率，97%；L——工作面长度，90m；Ls——输送机弯曲段长度，20mLf——工作面放煤长度，84m；Lm——采煤机两滚筒中心距，9.3m；Td——采煤机返向时间，1.0min；——综放工作面平均顶煤厚度，2.9m；——顶煤回收率，75%；K——采煤机平均日开机率，0.4；T1——综放工作面日生产时间，1440min；工作面采煤机平均落煤能力：=采煤机平均割煤速度按采煤机平均落煤能力288.6t/h计算：根据计算结果，年产90万t综放工作面要求采煤机平均割煤速度应不小于2.07m/min。实际生产过程中，采煤机割煤速度可达4m/min以上，因此在计算采煤机最大生产能力时，平均割煤速度按3.0m/min计算。采煤机最大割煤速度和最大生产能力采煤机最大割煤速度：采煤机最大生产能力：式中：—采煤机最大割煤速度，m/min；—采煤机最大落煤量，t/h；—采煤机平均割煤速度为3.0m/min时的平均落煤能力；—采煤机割煤不均衡系数，取1.3。取上述结果最大值，则：t/h采煤机装机功率按采煤机单位能耗计算采煤机功率为：式中：—采煤机装机功率，kW；—备用系数，取=1.5；—采煤机割煤单位能耗，按铁法、晋城等矿区实测，=0.55～0.85kwh/m3，由于秀房沟矿4-2煤层煤质偏硬，这里取=0.80kwh/m3。取最大割煤速度=3.9m/min,则采煤机装机功率：N=60×1.5×0.6×2.6×3.9×0.80=438kW。采煤机型号及主要技术参数根据上述计算，按照采煤机装机功率大于438kW的原则，可选用两种机型，即MG200/500-W、MG200/468-W，目前在铜川矿区MG200/468-W应用多，效果较好，秀房沟矿均可选用以上两种采煤机。考虑到秀房沟矿首采工作面煤层较薄，相对来说，采煤工艺主要以割煤为主；从该矿211工作面附近钻孔资料显示，该煤层下位有数层夹矸，厚度0.3～0.65m不等，岩性为泥岩和粉砂岩，给采煤机割煤造成了一定的困难。MG200/468-W型采煤机主要参数如下：采高范围：1.6～2.8m机面高度：1.2m适应煤层倾角：≤40°煤质硬度：f≤4供电电压：1140V装机总功率：468kW(200kW2+302+7.5kW)滚筒直径:：1400mm牵引方式：齿轮销轨无链牵引牵引速度：0～5.7m/min牵引力：500kN采煤机整机重量：36tMG250/600-W型采煤机主要参数如下：采高范围：1.6～3.2m机面高度：1.2m适应煤层倾角：≤40°煤质硬度：f≤4供电电压：1140V装机总功率：600kW(250kW2+100kW)滚筒直径:：1800mm牵引方式：齿轮销轨无链牵引牵引速度：0～5.7m/min牵引力：500kN采煤机整机重量：36t4.2.3前部输送机⑴前部输送机能力核算选择工作面刮板输送机的运输能力应满足采煤机最大落煤能力的要求:式中:——刮板输送机运输能力，t/h；——考虑运输方向及倾角系数，煤层倾角为2～12°，取1.0。——采煤机割煤速度不均匀系数，可取1.3；——考虑采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，；——刮板输送机链速，取1.3m/s；=1.0×0.765×1.3×544=540t/h⑵前部输送机选型按照输送机应满足的生产能力和采煤机型号，需选用型号为SGZ730/200的中双链铸焊封底式溜槽刮板输送机。其主要技术参数为：设计长度：100m出厂长度：100m运量：700t/h中部槽规格：1500×730×260mm中部槽型式：铸造焊底中部槽间联接形式：哑铃销连接强度：2500KN刮板链型式：中双链刮板链速：0.99m/s刮板间距：1104mm圆环链规格：2×Φ26×92刮板链破断负荷：850kN减速机速比：36.737：1减速机型号：J×200冷却形式：水冷润滑方式：自循环润滑电动机型号：YBS-200电动机转速：1480r/min电动机电压：1140V电动机功率：200kW电动机冷却方式：水冷紧链方式：闸盘紧链垂直向弯曲：±2°水平向弯曲：±1°电机布置方式：垂直布置4.2.4后部输送机⑴后部输送机能力核算与采煤机割煤速度相匹配的工作面放煤速度Vf：式中：Dt——端点作业影响时间，12min；则工作面平均放煤量Qf：Qf=60·m·B·Hf·Cf·（1+C矸）··Vf式中：Cf——顶煤回收率，%；C矸——煤中含矸率，%得：Qf=60×2×0.6×2.9×0.75（1+0.1）×1.49×1.18=302.8（t/h）工作面运输机输送能力Q：Q≥Kf·Qf=1.5×302.8=454.2（t/h）式中：Kf——放煤不均衡系数，1.5；⑵后部输送机选型根据运输能力，并考虑工作面运输机的互换性，便于维修管理，选用与前刮板输送机同型号的SGZ730/200型铸焊封底式刮板输送机，运输能力700t/h。其主要技术参数为：设计长度：100m出厂长度：100m运量：700t/h中部槽规格：1500×730×260mm中部槽型式：铸造焊底中部槽间联接形式：哑铃销连接强度：2500KN刮板链型式：中双链刮板链速：0.99m/s刮板间距：1104mm圆环链规格：2×Φ26×92刮板链破断负荷：850kN减速机速比：36.737：1减速机型号：J×200冷却形式：水冷润滑方式：自循环润滑电动机型号：YBS-200电动机转速：1480r/min电动机电压：1140V电动机功率：200kW电动机冷却方式：水冷紧链方式：闸盘紧链垂直向弯曲：±2°水平向弯曲：±1°电机布置方式：垂直布置4.2.5转载机⑴转载机生产能力核算转载机的生产能力应能满足综放工作面两部输送机的卸载要求，其生产能力按下式计算：式中：——转载机生产能力，t/h；——采煤机平均落煤能力，取采煤机正常割煤速度为3.0m/min时的落煤能力，418.5t/h；——工作面平均放顶煤能力，302.8t/h；——采煤机割煤速度不均匀系数，1.3；——放煤流量不均匀系数,1.5；则:⑵转载机型号选择按照转载机的运输能力要求，需选用型号为SZZ764/160的桥式刮板转载机，输送能力为1000t/h，具体技术参数为：设计长度：41.5m运量：1000t/h刮板链速：1.33m/s电机型号：YBS-160减速器：MRH70EA（SEW）传动比：1：25.38刮板链：中双链圆环链规格：26×92破断负荷：850KN槽间联接型式：哑铃销联接紧链方式：闸盘紧链器拉移方式：2LY拉移装置4.2.6破碎机根据能力配套要求，需选用与刮板转载机配套的PCM110型破碎机，其主要技术参数为：破碎能力：1000t/h最大输入块度（长度不限）：700×700mm转动惯量：890kg/m电机型号：KBY-550/110电机功率：110kW电机转速：1470r/min破碎锤头转速：470r/min破碎锤头冲击速度：22.7m/s外型尺寸：4560×2025×1808mm设备总重：14692kg4.2.7胶带输送机由于矿井工作面的接续，24211工作面采完后就采24209工作面，在胶带输送机的服务年限内所采工作面的走向长度均不超过1000m，所以根据工作面生产能力，拟选用型号为SSJ1000/200的胶带输送机，输送能力为800t/h，输送距离1000m。主要技术参数为：胶带宽度：1000mm运量：800t/h带速：2.5m/s倾角：0°机长：1200m电压：1140V电机（一台）：型号：YBS-200防爆电机功率：200KW转速：1488r/min电压：660/1140V行星减速器（一台）：SSX200-25制动器（一台）：YWZ400/90（电压127V）偶合器（一台）：YOXⅡZ560型带制动轮偶合器张紧形式：绞车张紧，张紧功率：7.5KW传动滚筒直径：Φ800mm机尾滚筒直径：Φ400mm4.2.8乳化液及喷雾泵站泵站位置一般工作面走向推进长度大于1000m需要考虑设置移动泵站，即工作面泵站布置在大约500m处，这样由于工作面距离泵站较近，各种供液管路的压损较小，特别是能够保证支架的供液压力。对于秀房沟煤矿24209采面来说，由于工作面走向推进长度仅900m，在布置工作面泵站时考虑到泵站的移动搬家比较麻烦，所以设计时综合考虑以上几种因素，将工作面泵站布置在顺槽口242皮带上山与回风上山212联络巷道中，距离切眼954m的位置。乳化液泵站设备选型采用BRW400/31.5×4A乳化液泵及XR-WS2500泵箱，两泵一箱，其主要技术参数如下：乳化液泵技术参数公称压力：31.5MPa公称流量：400L/min柱塞根数：5根曲轴转速：425r/min电机功率：200KW工作电压：1140V/660V配液方式：自动工作介质：含3%～5%乳化液油的中性水混合物乳化液箱容积：2500L喷雾泵站根据工作面喷雾降尘及设备冷却的需要，综放工作面喷雾泵站分别由BPW320/10型、BPW320/6.3型喷雾泵及水箱组成，其中前者供采煤机外喷雾、支架前后喷雾；后者供前后输送机、采煤机冷却。设备主要技术特征为：⑴BPW320/10型喷雾泵公称压力10MPa公称流量320L/min电动机功率75kW电动机电压1140V/660V⑵BPW320/6.3喷雾泵公称压力6.3MPa公称流量320L/min电动机功率55kW电动机电压1140V/660V清水箱容积2500L4.2.9工作面主要设备选型结果根据上述计算分析，工作面设备选型结果如表4-2所示。表4-2综放工作面主要设备组成表序号名称数量备注1ZF5600/18/28型放顶煤支架76面长116m2ZFG6400/20/32型过渡支架23MG200/468-W采煤机11140V4SGZ730/200前部刮板输送机11140V5SGZ730/200后部刮板输送机11140V6SZZ764/160型转载机.l1140V7PCM110型破碎机11140V8SSJ1000/200可伸缩带式输送机11140V/660V9BRW400/31.5×4A型乳化液泵21140V/660V10XR-WS2500型乳化液箱11140V/660VBPW320/6.3型冷却泵站11140V/660V4.3综放工作面设备配套能力4.3.1工作面中部三机尺寸配套本设计按照及时支护原则对24209综放面中部的采煤机、放顶煤液压支架和前后部输送机进行配套,如图4-4所示。放顶煤液压支架的工作高度2600mm，顶梁与采煤机之间的最大过机高度为841mm，前后部输送机间距4322mm。前部输送机推移到位后，铲煤板前端到煤壁的距离为329mm。采煤机滚筒内侧与输送机铲煤板前端的侧向间隙为24209mm。在刮板输送机靠挡煤板一侧,采煤机与刮板输送机挡煤板间的最小侧向间隙位于采煤机牵引装置处,其值为30mm。在前部输送机推靠煤壁到位、放顶煤液压支架移架之前的正常位置，放顶煤液压支架过桥前端到前部输送机电缆槽外沿保持668mm的移架空间和安全富裕量，支架底座后端到后部输送机铲煤板尖端的安全间隙为167mm。此时处于伸出状态的掩护梁插板完全可以将采空区的矸石挡在采煤空间之外。在采煤机割煤过后并完成拉架工序的放煤状态，放顶煤液压支架过桥与前部输送电缆槽之间的安全间隙为68mm，支架底座到后部输送机铲煤板尖端的距离为767mm，后部输送机刮板链上沿到尾梁插板尖端的过煤高度为492mm。放煤结束且插板伸出后，插板尖端到后部输送机槽帮之间61mm的安全间隙可以有效地封闭采煤空间。采煤机采用无链牵引，齿轮销排传动。采煤机依靠安装在工作面靠煤壁侧的行走滚轮和布置在工作面靠采空区侧的导向滑靴骑行在前部刮板输送机靠煤壁侧的铲煤板和靠采空区侧的销排轨上。采煤机的牵引机构驱动齿轮在输送机销排上相对啮合前进,从而实现采煤机在工作面往返运行。销排轨固定在刮板输送机靠挡煤板侧的轨座上,柱销间距为125mm。输送机溜槽间允许的偏摆角度为：水平方向±2°，垂直方向±3°。在确保以上参数的情况下,采煤机可以在刮板输送机上顺利行走。4.3.2运输巷端头设备的配套为了避免后部输送机在正常工作时处于多段弯曲状态，同时尽量减小前后部输送机的中心距，降低支架吨位和设备投资，24209综放面的前后部输送机采用端卸式垂直布置方式。前后部输送机上的煤炭通过机头的链轮之后作抛体运动，直接抛射到顺槽转载机的溜槽内，煤流比较畅通。输送机的电机和传动装置与溜槽中心线垂直布置在输送机机头的前侧。为了保证采煤机滚筒割透运输巷靠工作面侧的煤帮并使采煤机在此位置仍有一定的卧底量，采煤机在机头侧割煤的停止位置为前滚筒中心过煤帮123mm，相应的卧底量为80mm。此时采煤机滚筒与刮板输送机的电机与传动装置互不干涉。工作面刮板输送机的链轮中心位于顺槽中心线下侧180mm处，距顺槽转载机中心550mm，卸载高度750mm。顺槽转载机外帮距顺槽下帮878mm。在运输顺槽底面和工作面底板的交界处用一段平滑的曲线连接，以保证工作面刮板输送机溜槽之间的弯曲角不超过±3°。此范围内的煤层顶板也采用同样的过渡方式。位于此范围内的放顶煤液压支架，其中心线互不平行，生产中要加强管理，避免架与架之间出现咬架或架间间隙过大的现象。4.3.3轨道巷端头设备配套由于工作面长度较短，工作面的前、后部刮板输送机均采用单电机驱动，机尾处无电机、减速器和相应的连接器，结构比较简单，沿工作面推进方向的横向尺寸较小，且机尾的长度较短，高度较低，与工作面的放顶煤液压支架配合后能够满足割透回风巷侧煤壁的要求。4.3.4工作面设备布置工作面设计长度120m。轨道巷和运输巷均采用矩形断面，轨道巷宽4.20m、高3.0m，运输巷宽4.8m、高3.0m。以工作面刮板输送机机头链轮中心距运输顺槽下帮下角点2500mm为基准，按照机头架、机头过渡槽、中部槽、机尾架的顺序依次布置工作面的前后部输送机。工作面前、后部刮板输送机的铺设长度均为120.365m，其中包括机头架、机尾架、过渡槽和中部槽。全工作面共布置78个放顶煤液压支架。在回风巷端头前、后部刮板输送机机尾上方的无支护顶板采用两排长度1000mm的金属铰接顶梁配合单体液压支柱支护，一梁一柱。为了防止端头区的冒落矸石涌入开采空间，保证工作面采放作业的正常进行，在工作面上下端头的放顶煤支架尾部各设置一组密集支柱。运输顺槽内的超前支护和端头区的支护也采用由金属铰接顶梁与单体液压支架组成的走向抬棚支护。靠下帮侧的走向抬棚中心距运输巷下帮150mm，靠上帮侧的走向抬棚中心距排头架下侧的侧护板400mm，电机上面采用长梁配合单体支柱支护方式。在移溜过程中，前部输送机溜槽弯曲段的长度不少于10节溜槽，即不小于15m，以避免采煤机进入弯曲段割煤时滚筒与铲煤板相互干涉。耀州区秀房沟煤矿ZF24209综采放顶煤工作面设计第四章工作面设备选型及总体配套设计图4-2ZF5600/18/28型放顶煤支架图4-3综放工作面中部三机配套图图4-4综放工作面机头三机配套图铜川市耀州区秀房沟煤矿ZF24209综采放顶煤工作面设计第五章采煤工艺设计PAGE155铜川市耀州区秀房沟煤矿ZF24209综采放顶煤工作面设计第五章采煤工艺设计第五章采煤工艺设计5.1回采工艺流程24209工作面采用走向长壁式综采放顶煤全部垮落后退式采煤工艺，端头斜切进刀，单向割煤，两刀一放，其回采工艺流程为：采煤机上端头斜切进刀—正常下行割煤—移架—采煤机返向上行清浮煤（采煤机割煤至机头后）—推前部输送机—放顶煤—拉后部输送机—上端头斜切进刀—正常下行割煤。5.2采煤机割煤5.2.1采煤机割煤方式及运行顺序双滚筒采煤机一次沿底采高2.6m，最高不能超过2.7m，最低不能低于2.3m,最低采高设置的目的是使支架后部有足够的过煤空间。采煤机自开缺口，采用端头斜切进刀单向割煤，其工艺流程如图5-1所示，工序如下：采煤机端部斜切进刀割透煤壁后反向时，将前部输送机全部推向煤壁，此时采煤机先割剩余15m的底煤，接着向另一端正常割煤（图5-1，a）；采煤机到达另一端割透煤壁后，立即反向先割剩余15m的底煤，然后向斜切进刀端跑空刀清理浮煤（图5-1，b）；在采煤机到达斜切进刀段以前，输送机机头已推向煤壁，此时采煤机可顺势进行斜切进刀（图5-1，c）；采煤机斜切进刀完成后，反向向另一端割煤，开始下一个割煤循环（图5-1，d）。5.2.2采煤机割煤质量要求⑴采煤机的任务，除了完成下部2.6m煤层的割煤任务之外，还要有利于矿山压力显现，使支架上的顶煤借助于矿压作用将其压裂、压碎，便于从支架放煤口放出。因此，需尽量在放尽顶煤的条件下，进行采煤机割煤。采煤机割过后，必须及时移架，其作用除防止架前冒顶、片帮外，由于支架的卸压前移和再支撑作用，还会造成顶煤的压裂、压碎，为后部放顶煤创造条件。⑵由于放顶煤步距（1.2m）的需要，采煤机必须是在割完0.6m截深后，按程序再割0.6m的截深，其后才可放煤。因此当采放工序不平衡时，可通过及时调整采煤机的割煤速度或采取暂停割煤等措施，来配合放顶煤工序的完成。⑶在采煤机割煤时，必须严格按照采煤机安全操作规程的要求进行操作。⑷在采煤机割至运输机机头、机尾时，为了使采煤机能割透煤壁，在紧靠机头机尾处，采煤机运行轨道朝煤壁的方向上装有变线装置，这样采煤割煤时只能慢速缓行，并注意安全。⑸控制机组牵引速度，防止压溜、涌煤事故发生，保持割煤过程中的顶底平整。(a)采煤机向上割煤（b）采煤机向下跑空刀清浮煤，下机头推向煤壁（c）采煤机向下端斜切进刀（d）采煤机反向割下一刀煤，输送机全长推向煤图5-1采煤机端部斜切进刀单向割煤5.3移架5.3.1移架工艺工作面实行追机移架，随着采煤机的割煤，要按顺序移架，移架步距0.6m。为了及时支护顶板，当采煤机前滚筒割煤完毕，在保持前滚筒3～5m的安全距离后，随机移架。5.3.2移架质量要求⑴移架时必须进行检查，在确认顶煤全部放尽后方可随机移架，否则就打乱了放煤顺序，丢掉顶煤，影响了回收率。⑵必须严格按移架安全操作规程进行移架，移架的程序是：降支架主柱→以前运输机为支点，用推移千斤顶移架0.6m的距离→升起支架支柱，并在升柱手把位置保持几秒钟使支架达到额定的初撑力。⑶在移架时，必须使工作面支架保持成一条直线，直线误差在±5mm以内，保持顶煤的放尽和工作面的安全作业。⑷为保证拉架时不致将前部输送机后拉，在移架时，应将邻架的推移千斤顶手把打在推溜位置。⑸当煤壁片帮较深（≥0.6m）或顶板破碎时，应超前移架支护。5.4推前部输送机5.4.1推前部输送机工序推前运输机在移架工序之后，滞后采煤机10～15m跟机进行的，割煤和推运输机平行作业。除斜切进刀段外，每次推进度应保持0.6m，弯曲长度不小于15m。5.4.2推前部输送机质量要求⑴推前运输机，必须在采煤机后滚筒割煤后进行操作，并与采煤机后滑靴保持1～1.5m的直线段（即隔一个运输机中部的溜槽），以免影响采煤机在运输机上的正常滑行。⑵推前部运输机的每次进度，除斜切进刀外，应保持0.6m的距离，并与煤壁平行成一直线，即使运输机上的铲煤板与煤壁保持155mm的距离，其直线误差应在±30mm以内。⑶为了减少输送机在弯曲段的磨损，提高其寿命，在推运输机时，必须要保持采煤机之后的弯曲段长度不得小于15m。⑷为了保证在推运输机时，操作顺利，不致发生“飘底、啃底”现象，所以在推运输机时，同时使用3个千斤顶一起推。⑸推输送机必须单方向进行，严禁从两头向中间进行。⑹为防止卡死输送机，采煤机停机时严禁推溜；但在移机头、机尾时必须停机作业。⑺在完成推移运输机后，必须及时清扫散落在电缆槽内、输送机与液压支架之间等处的浮煤和矸石，并且把浮煤和矸石一起装入运输机内。5.5放顶煤综采放顶煤工艺包括放煤程序、放煤步距、放煤时间与放煤量的控制等。合理的放顶煤工艺的实现是与支架的工作性能及其在采场的实际工作状态紧密联系在一起的。合理的放煤工艺应保持放煤过程中顶煤运动的连续性和规律性，保持直接顶板有规律地暴露，即顶煤有规律的放空和及时冒落。5.5.1放顶煤工艺的原则要求保证有安全的割煤、移架和放煤的间距，防止支架空顶，防止工作面的漏矸、片帮。要求把放煤步距、移架步距与直接顶垮落步距统一起来，要求依次，连续跟进、顺序地放煤。5.5.2放煤方式根据煤层赋存情况、装备状况和工人操作的水平，24209工作面采用单轮顺序间隔放煤方式。这种放煤方式的特点是：在每架放煤口的上方，待放顶煤体均受到邻架放煤过程的影响，邻架的放煤增加了本架放煤的自由度，并随邻架的放煤而进一步使本架的顶煤破碎、膨胀，从而使顶煤在放出前的破碎度加大，有利于顶煤的回收。同时每架放煤量基本均等，使工作面顶煤的放出和输送和比较均匀，单架放煤的时间变化不大，便于放煤管理，有利于提高顶煤的回收率。5.5.3放煤顺序大量的综放实践证明，多轮顺序或多轮间隔放煤可提高顶煤的回收率。秀房沟矿属中等偏硬煤层，顶煤块率高，放煤时冒落的顶煤体易形成拱式平衡结构，放煤时除要反复摆动放煤插板外，还要多轮放煤，利用本架放煤而破坏相邻放煤口所形成的平衡结构，以提高顶煤架收率。但考虑首采面的煤层较薄和管理上的方便，确定秀房沟煤矿首采面的放煤顺序为单轮顺序放煤方式，以后接续工作面根据具体条件可采用双轮顺序放煤的方式。5.5.4初次放顶煤的方法因为在初次放顶煤时，矿压未明显显现，顶板尚未开始活动，顶煤破碎不充分，因此，可以在初次放顶煤时采用以下方法：⑴放慢割煤速度和移架速度，增加空顶时间；⑵连续升降支架的顶梁和尾梁，使顶煤松动、离层、破碎和垮落，但升降幅度不宜过大，一般在200～300mm之间；⑶在必要时，在工作面两端头超前段顶板打深孔，进行爆破，切断顶板，强迫顶板垮落。5.5.5放煤操作⑴放煤工作是在采煤机割二刀后进行，放煤步距要保持1.2m。⑵放煤时，先收回放煤插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接流入后部运输机。放煤时，可多次反复地摆尾梁使大块煤破碎，便于放尽。见顶板岩石停止放煤，并伸出插板封住顶板矸石，使矸石不能滑入后部运输机，最后完成放顶煤工作；⑶要严格控制单架每次的放煤量，主要目的是使每架的放煤量大体均等，便于充分利用矿压破煤，提高回收率。⑷在放煤过程中，当顶煤悬顶不落时，可以采取前述的四种措施。严禁不放煤就移架，严禁未放完顶煤就割煤进刀，必须严格执行放煤制度，加强现场的监督和检查；⑸放煤时，必须注意后部运输机中运煤量的情况，可以从放煤量和放煤时间上进行控制，使运输机不至于超负荷输送，达到能均匀输送的目的；⑹放煤时，必须同时进行喷雾防尘，这样不但有利于工人身体的健康，同时也可防止自燃发火和煤尘爆炸。5.6拉后部输送机⑴拉后运输机的工序是在移架工序之前进行。⑵后部运输机的中部槽的槽帮上安装有铲煤板。在拉后运输机之前要仔细清扫洒落在溜子与支架间的煤块和矸石。在拉架时，要用装在运输机上的铲煤板将煤块和矸石铲入溜槽内。⑶拉后运输机的操作及注意事项与推前部输送机要求相同。⑷随时注意后运输机的运量情况，特别注意在运输机的槽内不得有大于700mm的大块矸石，遇此情况，必须进行人工处理，包括用大锤砸碎或弃于采空区。若遇大块矸石挤卡支架，应停止运输机运行，并进行处理。铜川市耀州区秀房沟煤矿ZF24209综采放顶煤工作面设计第六章工作面生产系统铜川市耀州区秀房沟煤矿ZF24209综采放顶煤工作面设计第六章工作面生产系统第六章工作面生产系统6.1运输设备及运输方式⑴运煤设备及装、转载方式采煤机组割底煤和前部运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出，插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤，集中到桥式转载机、破碎机和胶带运输机上运出。⑵辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用1.0t矿车或材料车、JD—25（11.4)绞车和SDJ—20型双速绞车，通过回风顺槽或运输顺槽运进工作面。⑶移溜方式采用推移前部输送机和拉移后部输送机的方式，推拉溜步距0.6m，弯曲段长度不小于20m，推拉方向为自下（上）而上（下）。1、推移前部运输机①采煤机向下(上)端正常割煤时，按照自上(下)而下(上)顺序，依次推拉刮板运输机，至距离采煤机后滚筒20m处。②在采煤机上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部运输机按自下（上）而上(下)的顺序推向煤壁，成一条直线。2、拉移后部输送机工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置，待循环放煤工序结束后，将后部输送机滞后放煤口5～10架拉移一个步距。6.2煤炭的运输煤流顺序为：煤机落煤(支架后部放煤)→工作面前、后部刮板输送机→运输顺槽桥式转载机→运输顺槽皮带输送机→242上山皮带输送机→采区煤仓（200吨）→1010皮带大巷皮带输送机→主斜井底主煤仓（500吨）→主斜井皮带输送机→地面驱动机房→地面转载带式输送机→筛分楼振动筛→块煤带式输送机和沫煤带式输送机→储煤场。6.3辅助运输系统⑴材料运输系统工作面所需材料运输采用1t矿车，其运输路线为：井口→副斜井→+1010集中轨道巷→242轨道上山→2424皮带上山→回风顺槽（或运输顺槽）→工作面（或泵站硐室）。⑵工作面设备安装路线工作面液压支架采用1.5t平板车(承重能力20t)运输，其运输路线为：井口→副斜井→+1010集中轨道巷→242轨道上山→2424皮带上山→回风顺槽→工作面。转载机、刮板输送机、破碎机、移动变电站、泵站、泵箱等工作面其它小型设备也采用1.5t平板车运输，其运输路线为：井口→副斜井→+1010集中轨道巷→242轨道上山→2424皮带上山→或运输顺槽→工作面。⑶工作面设备撤出路线工作面设备撤出路线与工作面设备安装路线相同，顺序相反。⑷工作面行人路线①人员进入工作面路线井口→副斜井→+1010集中轨道巷→242轨道上山→2424皮带上山→回风顺槽（或运输顺槽）→工作面（或泵站硐室）。②人员撤出工作面路线人员撤出路线与进入路线相同，顺序相反。6.4通风系统6.4.124209综放工作面风量计算综放开采工作面实际需风量主要根据工作面瓦斯涌出量，并兼顾工作面气温、风速和同时工作人数等工作面环境卫生条件进行计算，并取其中最大值。⑴按瓦斯涌出量计算QC=100qc.kc式中：Qc——采煤工作面风量，m3/min；100——工作面回风巷瓦斯体积浓度不超过1%；qc——工作面瓦斯绝对涌出量，4.07m3/min；kc——风量备用系数，kc=1.9则：Qc=100×4.07×1.9=773.3m3/min。⑵按工作面同时工作人数计算Qc=4·N·K式中：Q——采煤工作面风量，m3/min；N——采煤工作面同时工作人数，人；K——风量备用系数，K=1.9则：Qc=4×40×1.9=304m3/min。⑶按工作面气温与风速的关系计算《煤矿安全规程》规定，采煤工作面的气温与风速应符合表6-1所示。风量计算式：Qc=60·V·S式中：V——采煤工作面风速，m/s；矿井采煤工作面空气温度为21℃，则要求风速选值V=1.2m/s。S——采煤工作面平均通风断面面积，m2，S=11.18m2则：Qc=60×11.18×1.2=805m3/min。表6-1采煤工作面的气温与风速采煤工作面空气温度（℃）采煤工作面风速V（m/s）<1515~1818~2020~2323~2626~280.3~0.50.5~0.80.8~1.01.0~1.51.5~2.02.0~2.5取a、b、c、d四种计算方法最大值，则Qc=805m3/min。即矿井24209综放开采工作面需风量为805m3/min。类比相邻矿井的工作面实际需风量，彬县下沟煤矿综放工作面风量1110m3/min，柴家沟煤矿综放工作面风量850m3/min，玉华煤矿综放工作面风量800m3/min（设瓦斯排放巷），综合考虑，秀房沟煤矿综放开采工作面需风量为805m3/min。6.4.224209综放工作面通风方式矿井通风采用全负压通风，利用主扇风机形成机械风压，24209综放工作面采用上行通风，在正常生产期间，综放工作面的需风量为805m3/min。工作面进风线路：地面-混合提升斜井-井底车场-集中轨道巷-242轨道巷-242轨运巷-工作面运输顺槽-工作面切眼。地面-皮带斜井-1010轨道巷-242轨道巷-242轨运巷-工作面运输顺槽-工作面切眼。工作面回风线路：工作面切眼-工作面回风顺槽-242回风巷-1030回风巷-集中回风巷-回风斜井-地面。24209综放工作面通风系统见附图6-1。6.5供排水系统6.5.1供水系统24209工作面运顺敷设一趟直径为2吋、一趟直径为2.5吋供水管，供采煤机冷却喷雾和乳化液泵站用水及各运输机、转载点喷雾灭尘用水，每隔50米安装一组三通和闸阀，供巷道洒水灭尘用。⑴工作面用水：采煤机内外喷雾及冷却用水量为Q1=320L/min支架喷雾用水量为Q2=47.88L/min各转载点和净化水幕用水量Q3=123.7L/min其他用水量Q4=250L/min用水量备用系数K=1.05L/min按割煤和放煤平行作业计算，则工作面最大用水量：式中：K——用水量备用系数。⑵主管路管径计算主管路水流流速为2m/s,则主管路直径：式中：D-主管路直径，㎜Q-工作面最大用水量，Q=0.013m3/sV-主管路经济流速V=2m/s=0.045m=45㎜考虑采面内其他用水需要，选择主管路内径为65㎜（2.5英寸）可满足需要；⑶供水方式24209工作面埋深约380-480m，采用静压供水，静水压力约为3.8-4.8MPa，直接通过副斜井输入井下，经轨道大巷、242采区轨道上山到达24209运输顺槽、回风顺槽及工作面各用水点。6.5.2排水系统：24209工作面直接充水含水层为直罗组下段及延安组砂岩裂隙含水层，富水性弱，易于疏干，根据工作面现场观测，24209工作面最大涌水量为1m³/h。依据设计规范：排水设备的排水能力必须满足20小时内排完工作面24小时的所有涌水。⑴工作水泵必须排水能力Q日=（24/20）qmax=1.2×1=1.2m3/h⑵水泵选型：根据水泵排水能力及扬程结合本矿情况选型为：工作面排水选用：BQW50-25-7.5隔爆式潜污泵两台，流量：50m3/h，扬程：25m；经直径50㎜管路排至242采区轨道上山水仓，距离1000~1700m，再由242采区轨道上山水仓排至242采区水仓，距离700m，最后选用：100MD45×4离心泵经直径6吋2趟管路排至中央水仓，距离1700m。⑶依据本矿实际情况工作面排水管路选型为内径为50㎜（2英寸）PVC管路。在工作面运输顺槽和回风顺槽低凹处分别施工水窝并设置小型排水泵，将积水排至水仓或采空区。6.6供液系统工作面采用固定泵站供液，泵站由两台BRW-400/31.5型乳化液泵及其配套XR-WS2500型乳化液箱组成。为了减小供液的压损，主供液管路和主回液管路选用直径大于32的钢管分节连接乳化液泵箱，在距离工作面50m处连接32高压胶管向工作面供液。主回液管和主进液相同，其高压胶管选用38直径胶管。6.7供电系统24209工作面供电系统及配置如附图见6-2所示。6.7.1供电负荷计算24209综放工作面，回风顺槽为887m，铺设轨道，运输顺槽为900m。在运输顺槽布置移动变电站及馈电、开关等设备列车，设有2台移动变压器分别为工作面采煤机、刮板输送机、破碎机、转载机、喷雾泵站和运输顺槽辅助设备（绞车、小水泵）供配电，顺槽移动配电点距中央变电所按2450m计算；242皮带机上山乳化液泵站硐室设1台移动变电站，为乳化液泵、运输顺槽皮带机和回风顺槽用电设备供配电。供电负荷统计如表6-2所示。表6-2供电负荷统计表序号设备名称型号数量（台）功率（kW）电压（kV）合计（kW）安装点1采煤机MXG-468W14681.14468工作面2运输机SGZ-730/20022001.14/0.66400工作面3转载机SZZ-764/16011601.14/0.66160运输巷4破碎机LPS—50011101.14/0.66110运输巷5乳化泵站WRB2（一备）2501.14/0.66500配电点6喷雾泵WPB1450.6645配电点7顺槽皮带SSJ1000/20012000.66200顺槽8涨紧绞车140.664顺槽9调度绞车JD-2222*220.6644顺槽10排水泵140.664顺槽11综保装置44*2.50.6610顺槽合计181945⑴供工作面（0.66/1.14kV）用电设备的移动变电站计算采用需用系数法：式中S——视在功率，kVA；∑PN——参加计算的所有用电设备的额定功率之和，1945kW；——需用系数，计算取得；coa——参加计算的用电设备加权平均功率因数，综采工作面取值为0.7；的计算，综采工作面各用电设备之间按照一定的时间顺序起动，其需用系数的计算方法为式中∑Pe——额定功率之和，取1945kW(不含辅助设备)；PeMax——最大容量的设备额定功率，按采煤机计算，468kW。即：参照要求条件计算每台变压器的额定容量：式中Se——所选变压器的额定定量。根据实际情况对负荷进行分配，考虑选用3台移动变电站进行供电。1台型号KBSGZY9-1000/10/1.2kV，2台型号KBSGZY800/10/1.2kV移变。Se=800kVA+800kVA+1000kVA＝2600kVA3台变压器容量之和为2600kVA大于1722.7VA。⑵工作面供电设备的变压器负荷分配①采煤机、前刮板输送机及辅助设备共用1台变压器KBSGZY1000/1.2kV负荷电机的功率之和为668kW式中：Pmax——视在功率，按启动采煤机时，截割部和牵引部同时启动，Pmax=468kW；∑PN——参加计算的所有用电设备的额定功率之和，668kW；——需用系数，计算取得。668kVA<1000kVA因此，所选移动变电站合格。②后刮板输送机、转载机和破碎机共用一个变压器KBSGZY800/1.2kV，所带设备功率之和为：200+160+110=470kW式中：S——视在功率，kVA；∑PN——参加计算的所有用电设备的额定功率之和，470kW；Pmax——最初启动时的最大功率，按后刮板运输机计算，Pmax=200kVA；——需用系数，计算取得。476kVA<800kVA因此，所选移动变电站合格。③乳化液泵、喷雾泵、小水泵、调度绞车（本移变接一台）等共用一个变压器KBSGZY800/0.66kV运行设备功率之和为：500+45＋4＋4+32=585kW式中S——视在功率，kVA；∑PN——参加计算的所有用电设备的额定功率之和，585kW；——需用系数，取0.65；coa——参加计算的用电设备加权平均功率因数，综采工作面取值为0.7。即：543.2kVA<800kVA,因此，所选移动变电站合格。④回风顺槽调度绞车、通讯照明综合保护装置等可根据负荷分别选用=1\*GB3①=2\*GB3②变压器KBSGZY1000/1.2kV、KBSGZY800/1.2KV。运行设备功率之和为：11.4＋2.5＋4＋2.5+32=52.4kW式中S——视在功率，kVA；∑PN——参加计算的所有用电设备的额定功率之和，256.5kW；——需用系数，取0.65；coa——参加计算的用电设备加权平均功率因数，综采工作面取值为0.7。即：48.65kVA<100kVA,因此，所选移动变电站合格。6.7.2低压电缆的选型计算1000kVA移动变电站输出回路计算（采煤机组）：⑴1000kVA移动站两条回路取负荷较大的一个回路计算（从泵站到配电点）①计算长时工作电流1000kVA变压器所带负荷S=767kVA式中：S——视在功率，kVA；Ig——长时工作电流，A；Up——供电电源额定电压，1.14kV。②按持续工作电流选择电缆截面当Ig=389A时，按橡套电缆截面允许载流量，选择电缆直芯线截面可选用电缆型号为UYP-3×70+2×25的两根电缆并联给采煤机供电，提高供电安全可靠性。UYP-3×70+2×25型电缆连续载流量为205A；205+205=410>389A③按电压损失校验电缆截面UYP-3×70+2×35电缆长度为500m，负荷功率为767kW。1140V电压，UYP-3×70+2×35电缆，coa=0.7时.kW～km的电压损失为k%=0.018因此：⊿V=k%×767×0.65=0.018%×767×0.65×1/2=4.4%按压降不大于5%校验，满足要求。⑵采煤机组的电缆选型计算及校验（从配电点到采煤机）：采煤机持续工作电流考虑到机械强度和电缆允许长时载流量的限制及负荷富裕量，应选2根电缆给采煤机供电，提高供电安全可靠性。电缆型号UCPT—3×90+2×25，载流量为289A；289>249.8A有充足富裕量，故所选电缆合格。①按正常运行的电压损失校验允许电压损失7%ΔU=1140×7%=80V支线电缆实际线路的电压损失式中Pe——电机额定功率，468kW；kf——负荷系数，为单台设备，取1；Lz——电缆长度，500+100m；D——导电率，铜芯软电缆为50m/（Ω.mm2）；Ue——额定电压，1140V；Sz——支线电缆的主芯线截面，90mm2；；——电机效率，0.95。ΔUz＝ΔUz1＋ΔUz2＝24+4.8＝28.8V比较ΔU>ΔUz，80V>28.8V，符合要求。②按采煤机起动时进行校验在采煤机的工作过程中，截割部电动起动时的电压损失量较大,不考虑变压器的压降，起动时线路电压损失应不大于10%。单台电机起动IQ=(5～7)Ie进行计算，并联90mm2的橡胶套电缆5