小峪煤矿放顶煤设计.doc

小峪煤矿东iv盘区4801放顶煤工作面开采设计说明书前 言一、概况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（原）与新家园镇之间。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4.5 km，面积为15.1449 4km2。批准开采山4、2、3、5、8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。二、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、国务院1982年颁发的矿山安全条例和矿山安全监察条例；4、煤矿安全规程；5、煤炭工业矿井设计规范（gb50215-94）；6、中华人民共和国煤炭法；7、中华人民共和国安全生产法；8、矿山安全法；9、矿井防灭火规范(试行)；10、矿井通风安全装备标准；11、矿井通风安全监测装备使用管理规定；12、煤矿救护规程；13、矿井水文地质规程；14、建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程；15、矿山电力设计规程；16、煤矿井下粉尘防治规范(试行)；17、工业企业设计卫生标准；18、采矿许可证；19、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；20、2008年5月山西省煤炭地质研究所煤自燃倾向性、煤尘爆炸性检测报告工业局综合测试中心煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定检验报告21、2009年2月关于同煤集团2009年度30万吨/年及以上煤矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复；22、2009年8月山西省煤炭工业厅关于印发山西省放顶煤开采工作面设计审批和验收方案的通知。三、设计的指导思想与主要特点坚决贯彻执行“安全第一、预防为主”的方针，建立健全和完善煤矿各系统、各环节的安全设施、装备及机构，将矿井建设成安全程度高、抗灾能力强的现代化矿井。四、存在的主要问题与建议1、对采区断层进行进一步勘探，查明采区大小断层，为采区巷道的布置提供地质保障，合理布置综放(综采)工作面，加大工作面推进长度，从而发挥综采设备的效率，实现矿井高产高效。2、采区断层较多，对断层的含水性及导水性没有充分说明，应做抽水试验，以进一步确定断层的含水性及导水性，确定合理防水煤柱，防止承压水上开采时断层突水，同时进一步查明邻近矿井采空区老窑积水情况。进行采掘作业时，要严格做到“有疑必探，先探后掘（采）”。3、小峪煤矿煤矿属于低瓦斯矿井，但东iv盘区煤层厚，应进一步加强瓦斯、煤尘的防治工作。4、由于矿井东、北周边小煤矿分布较多，采空区较多，目前采空区以及积水范围、火区范围不清，矿井生产时必须进一步详细调查或做物探工作，查清周边煤矿采空区情况，以便指导矿井安全生产。119第一章 采区概况及地质特征第一节 矿井概况小峪煤矿位于朔州市怀仁县小峪镇小峪村以西，地理坐标：东经11251301125440，北纬394801395021，2005年10月山西省国土资源厅为该矿焕发证号为1400000530953采矿许可证，批准开采为16号、18号、19号、22上、22号、25号六层煤层，井田面积为15.1449km2.该矿位于怀仁县城西25公里，煤矿铁路专用线向东14km与北同蒲的宋家庄车站相接，向北直通怀仁县、大同市、向南通朔州市和太原市，向东10km与大运公路相接，交通方便。该矿始建于1954年，1960年投产，设计生产能力600kt/a,1979年进行改扩建，设计生产能力1200kt/a,1985年达产。2004年并入大同煤矿集团有限责任公司，2005年山西省煤炭工业局核定生产能力为2100kt/a,斜井开拓，现开采16号、18号、19号煤层，采煤方法为走向长壁式，全部垮落法管理顶板。区内交通十分方便，本矿东南8km处有北同蒲铁路及大运公路通过，并有铁路专用线与之相连，井田西南有左云至应县公路经过，村与村之间还有乡镇公路相通，交通十分方便，图1-1-1为矿井临近关系示意图。图1-1-1 矿井临近关系示意图小峪煤矿主采煤层山4号、2号、3号、5号和8号煤层，矿井采用斜井混合开拓方式，近距离煤层联合开采。矿井布置有五个斜井和一个主回风主井，矿井通风方式为中央并列式。分别是：一号主斜井、一号副斜井、一号行人斜井、二号进风斜井、二号回风斜井和一号回风主井。全井田划分1110 m和1020 m两个水平进行开采，现开采1020m水平。按照煤炭工业太原设计研究院所做的初步设计，井田内共划分4个生产采区，既：南i、南iv、东iv和301采区，目前开采东iv 3号煤层。采煤方法采用长壁综采放顶煤一次采全高的采煤方法，顶板采用全部垮落法管理。东iv采区3号煤层的平均厚度7.92m，依据3号煤层可采厚度，设计确定首采区3号煤层回采工作面的采煤机割煤高度2.8m，放煤高度为5.72m，3号煤层回采工作面长度为150m。下面为矿井生产系统介绍。一、通风系统（1）一号行人井、一号副斜井北石门406巷428巷420运输顺槽4801工作面（2）污浊风流：4801工作面4202回风顺槽429专回 506回风巷5号层回风巷一号回风立井地面二、供水、供液、排水系统（1）管路布置：回风顺槽布置两趟管路。一趟2吋为静压水管，每隔100m出一个三通截门，以供设备冷却、冲洗巷道及水幕用水；另一趟为4吋排水管，及时排出巷道低洼处积水和防治工作面透水。进风顺槽设置一趟2吋管路，用于排除巷道低洼处积水和防止工作面透水；设置两趟4吋管路：一趟为静压水管，每隔50m出一个三通截门，供架间喷雾、乳化泵供水、机组冷却及前后溜子电机冷却等用水。（2）供水、排水系统：洒水：一号井井口净化站和井口静压水塔一号行人井5064206巷回风巷道406巷4205巷428巷4201、4202巷及4801工作面各用水点。排水：工作面及4201、4202428巷4205巷406巷北石门一号井中央水仓一号行人斜井地面井下水处理站。（3）供液系统：wrb315/31.5wrw315/31.5乳化箱乳化泵供支架各阀进液管回液管乳化泵三、运输系统（1）运煤：4201顺槽428巷、4205盘区皮带巷406集中皮带巷五百吨煤仓一号主斜地面（2）运料：一号副斜井北石门406集中轨道巷4205、428盘区轨道巷4202回风顺槽4801工作面四、供电系统406第ii变电所工作面五、安全监测系统矿井装备了完善的安全监测系统，4801工作面监测传感器与矿井安全监测系统联接完好。依据煤矿安全规程要求，工作面及采区主要巷道监测传感器布置如下：工作面回风流中（回风巷距机尾10米内）及工作面上隅角安装甲烷传感器一台，瓦斯报警浓度1%，断电浓度1.5%，复电浓度小于1%。断电范围为工作面内全部非本质安全型电气设备。采煤机上安装机载式断电仪一台，当机组附近瓦斯浓度达到1%时，发出报警，达到1.5%时，自动切断采煤机电源。在联络风门处均安装风门传感器。各台传感器及各台传感器的主机安装质量要符合规定要求。六、照明系统4201、4202巷每隔30米安装一套防爆灯管；工作面每隔12米安装一套隔爆支架灯；转载机头、皮带头各安装一套防爆灯管。照明系统电源由采区1140v配电点经zxzb-4-ii型信号照明综合保护装置提供。七、通讯系统工作面溜头、顺槽皮带头分别安置一部防爆调度电话。工作面处安装通讯声光信号器。第二节 盘区概况小峪煤矿3#煤层东iv盘区位于小峪井田东北角，东为芦子沟矿井田，西至406大巷，南为东iii盘区采空区，北为东沟矿井田。盘区设计走向长度900m，倾斜长度500m，回采面积468000m2。3#煤层东iv盘区对应上部为2#层采空区，层间距56m。盘区工业储量：500.3856万吨、可采储量400.3084万吨。年设计生产能力100万t/a。设计服务年限400.3084100=4（年）盘区巷道布置：3#煤层东iv盘区由于过去曾经回采过，盘区内有以前掘至的空巷，部分地段可利用，设计从406巷开口掘4205巷（设计长度1150米，前期用途为3#煤层东iv盘区准备巷道进风运料。后期为4803工作面的运输顺槽），掘进307米处向北掘进2条巷道，428机轨合一巷、429专用回风巷，由于盘区仅服务于一个煤层，服务年限短，所以均布置煤层中。盘区内各区段采用后退式开采顺序，所以，巷道的掘进顺序为：由406大巷向西掘进4205巷307米后向北掘、428、429两条巷道，然后掘进4201、4202，形成盘区首采工作面，4801经检查上述巷道掘进的规格质量合格后，即可安装有门面机电设备，形成盘区的生产系统。随4801面的回采，应及时开掘第二区段4802工作面的2条顺槽和切眼，以保证工作面能够及时接替生产。在4802面回采时，同样应及时准备出4803面的有关巷道。盘区内煤矸运输和辅助运输、通风及排水（1）、运煤系统在回采工作面铺设刮板输送机，在工作面顺槽、428运输巷、4205巷铺设胶带输送机。其运煤路线为：工作面顺槽皮带428运输巷4205机轨合一巷盘区煤仓强力皮带地面。（2）运料排矸系统运料排矸采用600毫米轨距的矿车及平板车。运送材料和设备的路线是：物料自一号副斜井，经406轨道大巷、4205机轨合一巷、428轨道巷、然后运至工作面。掘进巷道时所出的矸石，利用矿车从各巷经428轨道巷、一号副斜井送至地面。（3）通风系统回采工作面所需的新风，从一号副斜井进入，经406轨道大世，4205巷、428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直接进入429盘区专用回风巷，到412回风巷，再到506回风大巷经一号回风井到地面。（4）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，分别由地面贮水池专用管道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。图1-2-13#煤层一采区在井田中的位置示意图第三节 地质特征4801工作面总体地质构造比较简单。4801工作面煤岩层走向大致为130，倾向40，倾角13。根据已掘顺槽巷道资料，本回采工作面共发现一条岩墙，位于距顺槽巷口500m处，走向190。工作面对应上部采空区有积水，煤层及顶板有滴水及淋水现象，在巷道低洼处形成积水。据2008年瓦斯等级鉴定文件及煤层检验报告，矿井瓦斯绝对涌出量为10.10m/min，煤尘爆炸指数为39.96%，煤尘有爆炸危险性。2、3、5号煤层及顶底板物理力学性质如表1-3-1、表1-3-2、表1-3-3。 表1-3-1 小峪煤矿2、3、5号煤层及围岩试样物理性质测定结果项 目样 别视密度 /kgm-3真密度/kgm-3含水率/%自然吸水率/%2#层煤11366.721417.433.526.6321381.351423.492.624.0531390.091415.433.135.39平均值137914193.095.363# 层煤11317.501384.043.665.4621365.421378.363.966.2631352.441396.653.645.21平均值134513863.755.645# 层煤11285.501444.043.205.6321288.021452.432.985.0631282.781461.993.206.18平均值128514533.125.622#层煤顶板12458.382606.430.462.7322480.932609.600.472.5632445.132604.620.482.59平均值246126070.472.633#层煤顶板12442.372525.251.181.3822481.572518.471.171.4732450.332512.141.772.16平均值245825191.371.675#层煤顶板12496.672541.080.911.9622488.052536.350.952.1232505.282544.100.931.56平均值249725400.931.885#层煤底板12577.782652.051.042.2622570.892636.671.072.2432586.682650.180.831.52平均值257826460.982.01表1-3-2 小峪煤矿2、3、5煤层及围岩试样力学性质测定结果项 目样 别单向抗压强度/mpa单向抗拉强度/mpa弹性模量/gpa泊松比内凝聚力/mpa内摩擦角/强度公式2#层煤127.650.6722.610.451023.6=10 +.tg23.6228.691.3419.070.48326.521.0125.190.484/1.22/5/0.64/平均值27.620.9822.190.473#层煤125.471.2923.430.45839.4=8+.tg39.4224.431.0818.240.49325.561.2216.910.494/1.09/5/1.06/平均值25.131.1519.530.485#层煤122.170.9916.360.479.838.5=9.8+.tg38.5228.041.8617.130.49329.732.0415.800.484/1.54/5/2.08/平均值26.651.7016.430.482#层煤顶板159.773.9084.530.3525.220.3=25.2+.tg20.3251.982.9291.780.26369.472.9394.060.374/2.74/5/3.38/平均值60.413.1790.120.333#层煤顶板123.572.1676.510.473.938.2=3.9+.tg38.2232.480.817.840.073/2.98/平均值28.031.9842.170.275#层煤顶板170.424.76110.200.43/239.122.3289.050.333/3.02/4/4.15/5/4.16/平均值54.773.6899.620.385#层煤底板138.602.1185.330.4813.537.5=13.5+.tg37.5249.563.63114.220.48330.262.5068.610.41平均值39.472.7489.390.46表1-3-3 小峪煤矿2、3、5煤层及围岩试样抗剪切强度测定结果mpa）样别项目38455361正应力剪应力正应力剪应力正应力剪应力正应力剪应力2#层煤124.7619.3419.6919.6913.8218.347.3913.32223.9118.6820.6920.6911.7315.566.4911.71320.2915.8513.8013.809.5412.665.329.60418.6214.5414.2614.269.0912.067.7113.91平均值29.1922.8117.1117.1111.0414.666.7312.143#层煤125.0219.5519.2719.2711.4915.257.3613.28220.7416.2017.5117.5110.5113.956.9012.45319.8615.5216.5416.549.3112.364.938.89422.7917.8017.5017.509.5912.733.957.12平均值22.1017.2717.7017.7010.2313.575.7810.445#层煤125.0919.6015.8115.8111.7115.546.1611.11224.3819.0518.9918.9910.6214.105.9910.80321.8917.1113.6313.639.7912.997.0412.70419.5515.2719.6519.659.5212.645.529.95平均值22.7317.7617.0217.0210.4113.826.1811.142#层煤顶板155.3343.2337.1237.1229.6339.3211.9221.50249.5438.7140.8640.8624.9533.1119.0534.37347.9537.4631.6231.6229.8639.6215.2527.51447.6037.1929.9529.9528.2637.5111.6320.98平均值50.1139.1534.8934.8928.1837.3914.4626.095#层煤底板128.0621.9325.6125.6112.9817.237.5513.62231.0524.2618.8018.8010.5013.947.2513.09323.9018.6721.8921.8915.0720.0010.7119.31431.9024.9317.1117.1110.7514.269.1116.44平均值28.7322.4520.8520.8512.3316.368.6615.61直接顶为砂质泥岩，局部为砂岩，底板为炭质泥岩。煤层及顶底板情况详见柱状图1-3-1。图1-3-14801工作面综合柱状图第四节 放顶煤工作面基本情况介绍4801回采工作面布置在东iv盘区3号煤层中，地面相对位置为南岭稍西部东沟南部，无农田及房屋，煤层埋藏平均深度291.2m。4801回采工作面东侧为东iv盘区边界，车道沟河床，北为小峪矿界，西侧为428、429盘区巷，南部为4802工作面，对应上部为2#层采空区。（1）煤层厚度4801工作面煤层最大8.56 m，最小7.28 m，平均7.92 m。（2）煤层结构工作面煤层为比较简单结构，煤层中部有23层夹石分布，厚0.07m0.38 m，岩性为泥岩及高岭岩。4801工作面走向长度823米，工作面倾向长度150米。可采储量：8231508.31.4143.45（万吨）第二章 回采工作面布置及采煤方法第一节 回采工作面的布置4801回采工作面总体沿3号煤层底板布置两条顺槽巷道。两顺槽均为矩形断面，两顺槽巷顶板为3#煤，4801回采工作面两顺槽长度为823m, 工作面倾向长度为150m。上顺槽布置在煤层底部，沿煤层底板掘进。巷道断面规格：矩形断面，净宽高3.23.0m，采用树脂加长锚固组合锚杆支护系统。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。上顺槽为回风、行人及辅助运输巷，上顺槽断面如图2-1-1所示。下顺槽（运输顺槽）布置在煤层底部，沿煤层底板掘进，为实体煤掘巷。巷道断面规格：矩形断面，净宽高=4.53.0m。下顺槽为机轨合一巷，用于煤炭运输、进风及布置设备列车。运输顺槽采用树脂加长锚固组合锚杆支护系统，并进行锚索补强。运输顺槽断面如图2-1-2所示。一、巷道顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.4m，杆尾螺纹为m22。锚固方式：树脂加长锚固，采用1支锚固剂，规格为z2360。钻孔直径为28mm，锚固长度为600mm。锚杆布置：锚杆间距800m，排距800m。钢带：采用w3600mm150mm3mm型，下顺槽每3眼每排锚索1根。托板：采用与锚杆配套的拱型高强度托板。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成15。上顺槽锚索：单根钢绞线，f15.24mm，长度6.5m，加长锚固，采用两支锚固剂，规格为z2360。每2排布置1根锚索，即锚索间距为1600mm。下顺槽锚索：3排锚索f17.8mm，长度6.5m，每排锚索带一根钢带。二、巷帮支护锚杆形式和规格：圆钢锚杆，杆体直径18mm，长度1800mm，杆尾螺纹规格m20。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为z2360。托板：采用与锚杆配套的拱型高强度托盘。锚杆角度：靠近顶底板的巷帮锚杆安设角度为与水平线成10。锚杆布置：锚杆间距800m，排距800m。三、工作面切眼支护4801沿煤层底板布置，规格为：净宽高= 7.62.8m，矩形断面，切眼采用树脂加长锚固组合锚杆支护系统，并进行锚索补强。切眼支护断面如图2-1-3所示。（1）切眼顶板支护：锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2400mm，杆尾螺纹为m22。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，规格为z2360。钻孔直径为28mm，锚固长度为1200mm。钢带：采用w5500mm150mm3mm型。托板：采用与锚杆配套的拱型高强度托板。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成15。锚杆布置：锚杆间距800mm，每排10根锚杆，排距800mm。锚索：单根钢绞线，f17.8mm，长度6.5m，加长锚固，采用两支锚固剂，规格为z2360。每2排布置4根锚索，锚索间距1700mm。四、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20m煤柱，给采区主要巷道留设80m煤柱，给井田边界留设20m煤柱.。工作面接替顺序：采区内采用前进式开采，工作面内采用后退式开采，4801工作面回采完毕后，接续回采4802工作面.。第二节 回采工作面装备运输顺槽为机轨合一巷，其中胶带输送机布置在运输巷下帮侧，设备列车布置在运输巷上帮侧，距4801工作面煤壁4550m。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。回风顺槽只布置轨道，如图2-2-1所示。运输顺槽皮带与轨道位置如图2-2-2所示示。一、4801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：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；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；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；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；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2.0m3.2m，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。4801工作面割煤高度定为2.8m，放煤高度为5.12m，采放比为1：1.83。二、4801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250300m。目前兴隆庄矿年产600万t工作面为国内最长综放工作面，工作面长度达300.5m；其次为潞安王庄矿，工作面长270m。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70m以上。小峪煤矿原3号煤层的综采工作面长度为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，4801综放工作面倾斜长度确定为150m。三、采煤机截深按照有关文件精神，小峪煤矿为了实现工作面高产高效，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，但截深增大会相应地增大配套设备，导致工作面初期投资增加。因此，确定采煤机截深为0.8m。四、4801工作面设备配套（一） 面放顶煤液压支架选型综放工作面支架选型过程中需考虑以下几个方面：煤层地质条件、生产技术条件、经济条件。小峪煤矿综放开采支架选型主要考虑以下几个因素：支架应有良好的通风、行人空间；设备投资要尽量节省；支架可靠性高；支架应具有满足放煤要求的空间。3号煤层支架工作阻力确定的基本条件：4801综放工作面采厚平均厚7.92m，最厚为8.56m，采煤机割煤高度2.8m，放煤高度5.12m，采深281.04333.98m，煤的普氏硬度系数（平均）f=2.513。统计类比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）将3号煤层的参数值代入： 则：kn估算法确定支架工作阻力这种计算方法的基础是工作面支架工作阻力支撑冒落带顶板岩层和顶煤的重量，并平衡基本顶失稳时对支架的动载，计算公式为：式中：工作面支架所需支护强度；基本顶失稳时的动载系数，根据综放工作面矿压观测结果，一般=1.11.8；冒落带岩层自重应力，为顶板岩层容重，取26kn/m；支架上方顶煤自重应力，为顶煤容重。根据小峪矿3号煤层的现场实际观测，取=1.3。当3号煤层开采时，上部2号煤层均为采空区，经过采动后，矿山压力已经得到释放，而2、3煤层之间间距较小，平均间距为2.4m。若支架支护强度能满足2号煤层综放开采要求，也能满足3号煤层的开采。本次设计代入3号煤层条件，支架支护强度为：=1.3(18.82600+5.951379)= 0.742mpa支护强度确定后，根据配套尺寸、支架顶梁长度、空顶距计算支架工作阻力，公式：103式中：支架工作阻力，kn；支架的支护强度, 0.742mpa；空顶距 0.304m顶梁长度 4.93m支架宽度 1.5m代入可以求得：根据上面计算，取最大值，支架工作阻力为5865.5kn，因此现有zf7800/17/30液压支架（7800kn）完全适合4801面煤层。（二） 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，采放平行作业一刀一放。割煤和放煤可以完全平行作业，互不干扰，互不等待。采煤机割完一刀煤后，不管放煤作业是否结束，立即反向跑空刀清浮煤。当采煤机清浮煤到达端头时，输送机的机头已经推向煤壁，可立即进行斜切进刀，端头作业对割煤和放煤都没有影响。因此，小峪煤矿4801工作面的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，0.8m；平均割煤高度，3号2.8m；实体煤容重， 3号煤层1.35t/m。工作面采煤机割煤回采率，95%； l工作面长度， 3号煤层150m；ls刮板输送机弯曲段长度，25m；lm采煤机两滚筒中心距，12.211m；td采煤机返向时间，1min；综放工作面平均顶煤厚度， 3号煤层5.12m；顶煤回收率，80%；k采煤机平均日开机率，0.45；t1综放工作面日生产时间，1440min；采煤机割煤速度与空刀牵引速度之比,，取=0.5。对于4801综放工作面长度150m，4999t/d，144m，工作面采煤机平均落煤能力：=采煤机平均割煤速度采煤机最大割煤速度和最大生产能力当综放工作面日进尺为3.2m时，采煤机最大割煤速度：当综放工作面日进尺为3.2m时，采煤机最大生产能力：采煤机装机功率当综放工作面日进尺为3.2m时，采煤机单位能耗计算采煤机功率为：kw在3号煤层中含黄铁矿石等夹矸，因此，为了保证采煤机的可靠性，采煤机的功率应有一定的富裕系数，因此矿井现有总功率930kw（切割功率800kw）的采煤机完全能够满足割煤要求。采煤机型号及主要技术参数根据近年高产高效综采工作面设备配套与实践经验，电牵引采煤机可靠性明显高于液压牵引采煤机，同时电牵引采煤机对故障有自我诊断能力，因此选用电牵引采煤机。型号为mg400/930-3.3d电牵引采煤机，其主要参数如下：采高范围：2.03.5m；机面高度：1579mm；煤层倾角：25；供电电压：3300v；总功率(kw)：930kw截割部功率（kw）：2400牵引电机功率（kw）：255泵站功率（kw）：20kw摇臂摆角：上：31.14，下：22.88。摇臂传动比：45.27截割速度：3.1m/s；滚筒转速：32.7r/min；牵引方式：机载式交流变频调速、链轮销排式无链牵引；频率范围：1.55084hz；牵引速度：07.712.8m/min；牵引力：580350kn；调高泵额定压力：20mpa；喷雾灭尘方式：内、外喷雾；牵引中心距：6325mm；摇臂回转中心距：7875mm；摇臂在水平位置时的滚筒中心距：12211mm；最大不可卸的主机架外形尺寸：273022001040mm；滚筒直径：1800mm；最大卧底量：（340）260mm；整机重量：54t。（三） 前后部输送机前部输送机能力核算要实现综放工作面高产高效，工作面采煤机割煤和放顶煤工序应最大限度地平行作业，在选择综放工作面参数和设备能力时，应使采煤机平均循环割煤时间与放顶煤平行循环时间匹配，以减少两个工序的相互影响时间，提高工作面单产。采煤机最大割煤速度和最大生产能力当综放工作面日进尺为3.2m时，采煤机最大割煤速度：当综放工作面日进尺为3.2m时,采煤机最大生产能力：前部刮板输送机选型型号为sgz830/630型输送机技术参数：设计长度155m输送能力1200t/h装机功率2315kw链速1.04m/s中部槽规格1500830295链规格30108c通过以上计算可满足割煤、落煤、运煤能力。后部输送机能力核算输送机选型要实现综放工作面高产高效，工作面采煤机割煤机和放顶煤工序应最大限度地平行作业，在选择综放工作面参数和设备能力时，应使采煤机平均循环割煤时间tc放顶煤平行循环时间tf匹配，以减少两个工序的相互影响时间，提高工作单产。4801综放工作面长150，日进尺为3.2m时，取vc=1.12m/min，则：式中：tc采煤机平均循环割煤时间，min+2tdvc则：+21vc=0.75m/s式中：tf工作面平均放顶煤循环时间，minvf沿工作面平均放煤速度，m/minlf工作面放煤的长度，144m因此与采煤机落煤能力相配套的工作面平均放煤能力为：式中：qf工作面平均放煤能力，t/hm放煤步距与采煤机截深之比，一采一放时m=1cg放出顶煤的含矸率，取1.0%hf放顶煤平均厚度，这里取5.12m当日进尺为3.2m时，满足工作面最大放煤流量的要求的后部刮板机能力：后部输送机选型根据计算选用中部槽为830mm的刮板输送机，电机功率为4002kw，具体参数如下：sgz830/800型输送机主要技术参数如下：出厂长度：160m；输送能力：1200t/h；中部槽规格（长内宽高）：1500780324mm；中部槽型式：整体铸焊式封底溜槽刮板链速：1.16m/s；圆环链规格：34126199c；装机功率：4002kw；电动机功率校核输送机电动机功率的大小要根据工作面倾角、输送机铺设长度和输送量的大小等具体条件决定，其关系式为：式中：k电动机功率备用系数，以1.151.2；k1刮板链绕过两端链轮时的附加阻力系数，取1.1；k2输送机水平弯曲时附加阻力系数，取1.1；刮板输送机安装倾角（）；l刮板输送机铺设长度，m；v刮板输送机链事，m/s；货载在溜槽中运行阻力系数，0.60.8；刮板链在溜槽中运行阻力系数；0.30.4；传动效率；减速器传动效率，0.90.94；液力偶合器传动效率，0.96；q载货每米重力，n/m；q输送量，t/h；刮板链每米重力，n/m。代入值可以求得，而每个电机功率就达到400kw，因此所选刮板输送机功能4002kw完全能够满足工作面年产万t/a的需要。为了便于设备和配件互换性，前部输送机选用与后部输送机同型号的。同理经过验算，功率满足工作面年产 万t/a的需要。（四） 转载机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， t/h；工作面平均放顶煤能力， t/h；采煤机割煤速度不均匀系数，1.5；放煤流量不均匀系数1.5；当综放工作面长度150m，日进尺3.2m时，采煤机平均落煤能力为309t/h，平均放煤能力为378t/h，则转载机生产能力：转载机选型根据3号煤层4801面得开采要求，按照转载机的运输能力的计算，矿井现有的szz830/315型整体焊接箱式结构桥式转载机能够满足要求。szz830/315型整体焊接箱式结构桥式转载机主要技术参数：转载机设计长度：43.5m；输送能力：1600t/h中部槽规格：槽内宽830mm；装机功率：315kw；刮板链速度：1.3m/s；圆环链规格：30108mm；（五）破碎机和胶带输送机破碎机选用现有的pcm2500（pcm2000）型锤式破碎机（大同虹云煤机有限责任公司生产并与szz830/315型整体焊接箱式结构桥式转载机相配套）。胶带输送机的能力应与转载机的能力相匹配。由于胶带输送机输送能力与运输距离密切相关。工作面推进长度不同，胶带输送机在工作面生产能力相同的情况下，其装机功率需随运输距离的加长而加大。小峪煤矿综放工作面运输顺槽长约830m。根据工作面生产能力，选用与转载机相配套的ssj1000/2502伸缩型强度胶带输送机。ssj1000/2502伸缩型强度胶带输送机主要技术参数：带宽(mm)：1000带速(m/s)：2.04.0输送能力(t/h)：功率(kw)：2250运输距离：830m（六）乳化液泵站和喷雾泵站综放工作面的乳化液泵站，由两台brw315/31.5型的乳化液泵站（两泵一箱），其主要技术参数如下：表2-2-1乳化液泵参数表型号：bpw315/31.5公称压力31.5mpa公称流量315l/min电动机总功率200kw供电电压1140/660v工作介质含3%5%乳化油的中性水混合液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为两台kpb315/10k型喷雾泵站。设备主要技术特征为：公称压力： 10 mpa；公称流量： 315 l/min；电动机功率： 75 kw；电动机电压： 1140/660 v；（七） 4801综放工作面设备配套结果经过上述计算分析，综放工作面选型结果如表2-2-2所示。表2-2-2 综放工作面主要设备选型表序号名 称型号数量1放顶煤支架zf7800/17/30h962过渡支架zf7800/17/30h63采煤机mgty400/930-3.3d14前部输送机sgz830/63015后部输送机sgz83080016转载机szz830/31517破碎机plm2500（pcm200）18乳化泵站brw315/31.529喷雾泵站bpw315/10k210胶带输送机ssj1000/22501第三节 4801工作面设备总体配套设计一、工作面中部“三机”尺寸配套本设计按照及时支护原则，对小峪煤矿4801综放工作面中部的采煤机、放顶煤液压支架和前后部输送机进行总体配套，配套结果如图2-3-1所示。放顶煤支架的设计工作高度为2800mm，最大高度3100mm。为了同时满足设备尺寸配套和支架下井的尺寸限制，顶梁的最大外沿长度为4250mm。前后部输送机中心距4600mm,电缆槽与抬底座千斤顶之间的最小安全间隙为91mm。为满足后部放煤的工艺要求，支架掩护梁长设计1668mm，插板长1357mm，最大行程650mm。当插板全部收回时的最小放煤口高度，即掩护梁底部与后部输送机中板的最小间隙为391mm；在插板全部伸出时的封闭状态，插板与后部输送机上沿的最小间隙为398.5mm。在缩回状态下，尾梁的最大下摆角度为38.1，此时掩护梁到底板的最小高度为544mm，大于后部输送机的外沿高度300mm。因此，只要操作正确，尾梁在上下摆动的放煤过程中不会与后部输送机产生干涉。若放煤口上方的顶煤在放煤过程中出现成拱现象，可通过掩护梁上、下摆动松动煤体，掩护梁向上松动待放顶煤的最大摆角为24.7。在前部输送机移溜到位、后部输送机完成放煤和拉溜工序、放顶煤液压支架移架前的待割煤状态，前部输送机铲煤板前端到煤壁的距离为266mm，顶梁前端到工作面煤壁的空顶距为332mm，采煤机滚筒内侧与输送机铲煤板前端的侧向间隙为261mm，支架底座前端到前部输送机推溜