山西省霍州煤电集团汾河三交河煤矿初步设计

前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10M，合并区走向长度7001000M。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30MT/A。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,GB502152005；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。第一章采区概况及地质特征第一节采区概况一、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。第二节地质特征一、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210M。老顶为K8中砂岩，厚度315M，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1923011005120108007M，煤层结构柱状如表121。其中2上号煤层结构简单，厚度稳定，平均厚度21M。2上号与2下号煤层间距0110M，平均03M，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0512M，平均厚度09M，中部夹石厚度变化大0108M，平均厚度05M，岩性为泥岩、砂岩，较坚硬，下部煤分层厚度较小，007M，平均厚度05M。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。煤层结构柱状图表121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3158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2103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192321结构简单,厚度稳定2上号与2下号煤层间距合并区011003泥岩,质软，遇水软化成泥状。2下号煤层上分层051209中部夹石010805泥岩，砂岩,较坚硬2下号煤层下分层00705山西组2下号煤层底板208045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683M3/MIN，相对CH4涌出量185M3/T，绝对CO2涌出量为351M3/MIN，相对CO2涌出量095M3/T，属低瓦斯矿井。其中五采区日产煤2000T，绝对CH4涌出量为210M3/MIN，相对CH4涌出量151M3/T，绝对CO2涌出量为156M3/MIN，相对CO2涌出量112M3/T，当五采区生产能力达到30MT/A时，经计算绝对CH4涌出量为953M3/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05888ML/G,自燃倾向为II类,属自燃煤层。4地温本区属地温正常区。第二章采区巷道布置及采煤方法第一节采区边界及储量一、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1资源储量五采区2上号煤层资源/储量为250MT；五采区2下号煤层资源/储量为1154MT。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1884MT。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。第二节采区生产能力及服务年限五采区生产能力30MT/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30MT/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1884MT，按30MT/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TKAZ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13。则采区剩余服务年限为A矿48AZK31084经计算五采区的剩余服务年限为48A。第三节采煤方法一、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2627M,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10M，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7001000M，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29M,最大厚度含夹矸53M。2下号煤层分为上下两个分层，中间夹矸0108M，平均05M,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60M。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10M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10M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1000M1200M，高效工作面长度达到1500M3000M，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0506M，高效工作面一般为0810M。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08M。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53M、最小29M和平均43M分别计算。厚度53M时工作面单刀产量煤的产量QHLB38200081358208T式中H纯煤厚度，M；L工作面长度，M；B采煤机截深,08M；煤的容重，135T/M3。夹矸产量QHLB152000825600T厚度29M时工作面单刀产量煤的产量QHLB26200081355616T夹矸产量QHLB032000825120T厚度平均43M时工作面单刀产量煤的产量QHLB35200081358208T夹矸产量QHLB082000825320T3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53M时1000014208703刀考虑085的正规循环率、工作面回采率等因素，取9刀B采高43M时1000011408877刀考虑085的正规循环率、工作面回采率等因素，取12刀C采高29M时1000068161467刀考虑085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20014223260M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26068辅助时间52MIN完成目标产量采煤机需用时间采高29M、43M、53M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5218936MIN5212624MIN529468MIN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18601080MIN采高53M时完成目标产量10000T，出煤班的开机率需达到4681080043采高43M时完成目标产量10000T，出煤班的开机率需达到6241080058采高29M时完成目标产量10000T，出煤班的开机率需达到9361080087工作面的日开机率计算一天折算为分钟为24601440MIN采高53M时完成目标产量10000T，日开机率需达到4681440033采高43M时完成目标产量10000T，日开机率需达到6241440043采高29M时完成目标产量10000T，日开机率需达到9361440065小结在煤层厚度2953M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4387，日开机率需达到3365时，可完成日产10KT，年产30MT的产量。表231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表231煤层厚度含夹矸M采煤班开机率日开机率割煤刀数刀298765184358431253433394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1020。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53M，最小采高为29M。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08M。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05倍为宜。三交河2上、2下号层合并区最大采高为53M，所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于或等于27M即可满足使用要求，根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径D28M。采煤机牵引速度这主要根据工作面设计生产能力来选择VGQH/60MBR48M/MIN式中QH工作面小时产量，163938T/H；VG采煤机所需牵引速度，M/MIN；M采高，53M；B截深，08M；C煤的容重，135T/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0708KWH，厚度53M时工作面单刀产量A厚度53M时工作面单刀产量煤的产量QHLB138200081358208T夹矸产量QHLB2152000825600T采煤机割一刀需用52MIN,计算采煤机的小时产量为163968T/H。采煤机理论装机总功率最大应为16396808131174KW。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13，因此，厚煤层大采高一次采全厚采煤机的总功率为13117413170526KW，取整为1800KW。通过上述分析，对采煤机的选型技术参数要求如下采高2953M，截深08M，滚筒直径28M，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MGTY750/180533D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MGTY750/180533D型采煤机。采煤机尺寸详见图231。其主要技术参数见表232。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。采煤机技术特征表表232型号采高M电机功率滚筒直径截深MM牵引速度机面高度重量TKWMM/个M/MINMMMGTY750/180533D265518052800/28000248752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233。刮板输送机技术特征表表233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SGZ1000/270025025001317501000352700233003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234。转载机技术特征表表234型号出厂长度输送能力电机功率电压等级备注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235。破碎机技术特征表表235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VPCM3753500120010003003751140/6604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HMAXMMAX021HMINMMIN02032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HMAX530255M支架最小高度HMIN290326M确定支架高度HMAX55MHMIN26MMT/HKWVSZZ1000/37570220037533003支架支护强度的计算按岩石自重法计算P6MR计算，取6倍采高式中M为最大采高，53M；R为顶板岩石容重，26KN/M3；则P6MR653268268KN/M3取0827MPA根据国家煤炭行业标准MT5541996规定的综采工作面支护强度方法计算老顶周期来压步距3TRLHQ带入数值得老顶周期来压步距L136M按照各级基本顶的额定支护强度计算方法，计算公式为P723HM45L789BC1024N621式中P额定支护强度KN/M2HM煤层最大采高53ML周期来压步距136MBC支架最大控顶距46MN直接顶与采高之比056代入数据经计算得P7395KN/M2074MPA。取上述计算的最大值，支架支护强度应小于0827MPA。4支架工作阻力计算液压支架工作阻力下限应为FPSCBC/K式中F支架工作阻力KN/架P额定支护强度取827KN/M2SC支架中心距175MBC支架最大控顶距46MK支撑效率09代入数据F739706KN，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26005500MM支架工作阻力7600KN支护强度不小于0827MPA支架中心距1750MM支架控制方式电液控制进口支架重量约286T6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表236型号工作初撑力支护支护支护对底板重量阻力KNKN高度MM宽度MM强度MPA最大比压MPATZZ7600/26/557600615063222600550016500827286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232、233。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SSJ1400/2000/2502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SSJ1400/2000/5602型可伸缩胶带输送机，主要技术参数见表237。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表237顺槽超前支护选用DW45150/110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,条型号输送能力T/H输送长度M带速M/S带宽MM电机功率KW电压等级VSSJ140/200/250220001072315140025023300SSJ140/200/56022000271535140056023300件具备时超前支护改用超前支架。工作面回风顺槽配备BRW400/315型乳化液泵2套，3000L型乳化液箱2个；配备BPW516/132型喷雾泵站2套；配备MYZ200型注水钻2台,MZB100/150A型注水泵3台。技术特征详见表238、239。乳化液泵技术特征表表238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VBRW400/31540031530002501140喷雾泵站技术特征表表239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VBPW516/1321325163000751140工作面主要设备配备见表2310,及图234、235。工作面主要设备一览表表2310序号设备名称型号单位数量备注1双滚筒采煤机MGTY750/180533D部12掩护式液压支架ZZ7600/26/55架1083端头液压支架架9过渡、排头、排尾架4可弯曲刮板输送机SGZ1000/2700部15乳化液泵BRW400/315套26乳化液箱3000L台27带式输送机SSJ1400/2000/25025602部18破碎机PCM375台19回柱绞车SDJ25T台210单体液压支柱DW45150/110根18211阻化剂泵WJ24台312喷雾泵BPW516/132套2三、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53M计算，每天回采9个循环，循环进度为08M，按85的正规循环率，年推进度为2020M。按煤层平均厚度43M计算，每天回采12个循环，循环进度为08M，按85的正规循环率，年推进度为2693M。按煤层平均厚度29M计算，每天回采18个循环，循环进度为08M，按85的正规循环率，年推进度为4039M。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。第四节采区布置一、采区布置方式一采区巷道布置13喷雾泵水箱3000L台214注水泵MZB100/150A台315注水钻MYZ200台216刮板转载机SZZ1000/375台117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30MT/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72M、96M、144M；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，085；C工作面回采率,093。则回采工作面生产能力为合并层厚度为53M时采12007233038135085093193MT/A合并层厚度为43M时采12009633035135085093237MT/A合并层厚度为29M时采120014433026135085093283MT/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，96M；B年工作日,330D；M2夹矸平均高度，分别为150M、075M和030M；R夹矸的容重，25T/M3；正规循环率，085；C工作面回采率,093。则工作面矸石产量为合并层厚度为53M时矸12007233015025085093141MT/A合并层厚度为43M时矸22009633007525085093094MT/A合并层厚度为29M时矸320014433003025085093057MT/A合并层厚度为53M时1采Q矸193141334MT/A合并层厚度为43M时2采Q矸237094331MT/A合并层厚度为29M时3采Q矸283057340MT/A工作面满足30MT/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40M，工作面2上、2下合并层厚度大于40M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53M计算，三角煤的损失量为31,按采高43M计算时，三角煤的损失量为2，采高29M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。第五节巷道掘进一、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40M，净高25M，净断面100M2，掘进断面1134M2。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50M，净高40M，净断面2000M2，掘进断面2184M2，轨道回风顺槽净宽45M，净高40M，净断面1800M2，掘进断面1974M2。顺槽支护仍采用锚网加钢带锚索支护，帮锚杆直径18MM，长度L1700MM，间排距10001000MM，工作面开切眼净宽为83M，净高2953M,平均43M，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L2400MM，间排距800800MM，锚索采用钢绞线，锚索直径1524MM，长度L730012300MM，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50M，净高40M，净断面2000M2，掘进断面2184M2，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45M，净高40M，净断面1800M2，掘进断面1974M2，支护采用锚网加钢带锚索支护。工作面开切眼净宽为83M，净高2953M,平均43M，顶板采用锚网锚索支护。顺槽断面详见图C166512201。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。第三章回采工艺第一节回采工作面的回采工艺一、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311。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08M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3050M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、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50MM。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200MM。拉架滞后底滚筒35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35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08M，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、正规循环作业组织回采工作面循环进度为08M。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311。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、主要技术经济指标回采工作面主要技术经济指标详见技术经济指标表312。劳动组织图表表311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表312序号项目单位数量1工作面长度M2002采高M2943533煤的容重T/M31354循环进度M085循环产量T6816142086日循环数个912187日产量T100308月产量T3009009月正规循环率08510回采工效T/工1319711坑木消耗M3/万T102012油脂消耗KG/万T12513截齿消耗个/万T51516回采率9318定员人7619在册人数人111第二节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工作面过陷落柱、断层时要制定详细的安全措施。4采煤机、刮板输送机停止运转后及时关闭电机冷却水和喷雾防尘水，采煤过程中的其它水流不得进入煤流系统。5煤炭运输系统中严禁杂物混入煤流，已混入的及时拣出。6煤仓上口要安设300MM300MM网格的铁篦子，并设专人管理，处理大块矸石和木料等杂物，防止其进入煤仓。第四章通风和安全第一节概况本矿通风方式为分区通风方式，主平硐进风，杨坡回风立井、金山沟回风立井回风。其中杨坡回风立井服务五采区，金山沟回风立井服务三采区，风机工作方法为机械抽出式。第二节采区通风一、采区通风系统五采区2上和2下号煤层合并区夹矸小于10M拟采用大采高综合机械化采煤方法，工作面采用一进一回的“U”型通风方式，工作面运输顺槽作为进风巷，工作面轨道回风顺槽作为回风巷。回采工作面通风计算如下二、回采工作面实际需要风量1按工作面气象条件选择适宜的风速计算Q采Q基本K采高K采面长K温M3/MIN式中Q采采煤工作面实际需要的风量，M3/MIN；Q基本不同采煤方法工作面所需的基本风量，M3/MIN；K采高回采工作面采高调整系数15。K采面长回采工作面长度调整系数13。K温回采工作面温度与对应风速调整系数103。Q基本60工作面控顶距工作面实际采高70适宜风速。Q基本60405307117104177M3/MINQ采1041771513103209240M3/MIN2按工作面温度风速计算Q采60VS式中Q采回采工作面实际需要风量，M3/S；V工作面风速，温度取21，对应速度为11M/S；S工作面平均断面积，2号煤层为1855M2。则Q采6011185512243M3/MIN3按瓦斯涌出量计算Q采100Q采KC式中Q采工作面绝对瓦斯涌出量，M3/MIN,根据矿井五采区瓦斯检测资料，2号层相对瓦斯涌出量为151M3/T。推算五采区达到30MT/A的生产能力时绝对瓦斯涌出量为953M3/MIN，本次设计暂按低瓦斯矿井设计,工作面绝对瓦斯涌出量按采区绝对瓦斯涌出量的60计算，工作面投产后根据瓦斯鉴定结果及时修改通风设计。KC备用风量系数，取16。故Q采100953061691488M3/MIN4按人数计算Q采4N式中N回采工作面同时工作的最多人数，N19人。Q采41976M3/MIN取上述计算的最大值Q采209240M3/MIN，取整为2100M3/MIN。5按风速验算回采工作面风量应满足15SCQ采240SC最大通风断面时，SC1855M215S3/MIN240SC24018554452M3/MIN最小通风断面时，SC1314M215SC1513141971M3/MIN240SC240131431536M3/MINQ采2100M3/MIN符合风速要求。经计算胶带运输顺槽的进风量为2100M3/MIN，回风顺槽的回风量为2100M3/MIN。胶带、轨道回风顺槽净断面分别为2000M2、1800M2，胶带顺槽、轨道回风顺槽的风速分别为175M/S、194M/S，满足煤矿安全规程第101条的规定。第三节灾害预防及安全装备一、预防瓦斯爆炸措施1必须加强矿井通风管理，矿井通风必须做到连续、稳定、有效，各巷道和工作地点的瓦斯浓度严格控制在煤矿安全规程规定的范围内，并要及时处理局部积存的瓦斯，避免瓦斯超限。定期检查瓦斯容易积聚地点主要有工作面上、下出口、电动机附近、顶板冒落空洞、断层边缘、工作面进回风流巷道中、采煤工作面上隅角。上述地点检查次数每班不少于4次含临时停产期间。炮掘工作面所有区域放炮都必须执行“一炮三检制”、“三人连锁”放炮制，凡因瓦斯超限，断电仪动作切断电源后，只有瓦斯降到复电浓度以后，才准人工复电。2矿方必须及时根据实际需风量进行风量调节，以确保回采及掘进工作面的风量，并且必须确保通风设施完好无损，以减少漏风损失。3在采掘工作面有机电设备和瓦斯易于积聚的地方，均要安装瓦斯报警仪，设专人对各工作地点进行巡回检查，以确保矿井安全生产。4在生产过程中，应及时密闭生产废弃巷道，以防瓦斯涌出和工作人员误入造成伤亡。封闭时必须做到“三断”。5瓦斯监测系统在采掘工作面以及与其相联接的上下顺槽中设置瓦斯报警仪，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室。在主要工作地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源,并停止工作,撤出人员。此外，配备个体检测设备。6防止瓦斯灾害事故扩大回风立井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。井下建立完善的隔爆设施。7跟班干部、班长、安检员、机组司机、电工、端头工必须佩带便携式瓦检仪，并保持常开状态，经常检查工作面及回风巷瓦斯浓度，严格执行煤矿安全规程中的有关规定。8跟班干部、班长、安检员、机组司机、电工、端头工必须爱护便携式瓦检仪，不得摔碰，严禁在井下拆卸便携仪。9工作面及顺槽的瓦斯传感器悬挂位置必须严格按规定悬挂，并随工作面推进及时前移。10必须保证工作面及顺槽的瓦斯传感器完好、灵敏、可靠。并定期校检，不合格立即更换。11所有人员必须保护、维护好监测监控线路。12工作面上隅角瓦斯浓度达到或超过10，必须及时停止作业，切断电源，撤出人员，采取有效措施，处理好后，方可再次作业。13除瓦斯传感器调校人员外任何人员严禁调定瓦斯传感器，瓦斯传感器必须按照规定挂好，严禁乱挪乱放。14当瓦斯涌出量大造成断电时，必须待瓦斯浓度降到规定值时方可送电，严禁甩掉瓦斯闭锁强行送电。15保护好监测监控系统，严禁随意挪动、碰撞、私自调校等。16工作面每推进200M时将回收监测监控线，不足200M将线盘好吊挂在距底板不低于2M的巷帮行人侧。17严禁破坏通风设施，如发现有损坏、丢失时，及时向通风科汇报。18机组必须使用机截断电仪。19加强监测监控系统管理，确实保护好监测监控系统设备设施，杜绝监测监控系统无计划停电或失控事故发生。20安全监测监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须采用人工监测等安全措施，无安全措施必须停产,待监测监控系统恢复后，方可生产。21在运送瓦斯传感器的过程中，必须轻拿轻放，禁止碰撞，同时有防止煤尘、煤泥堵塞瓦斯传感器气室进气孔的措施。22井下作业现场必须备用2台以上瓦斯传感器，瓦斯传感器应存放在安全、干燥、清洁的地方，当班人员发现传感器出现故障后，要立即使用备用传感器，同时将故障传感器送有关部门检修。凡经检修的传感器，必须经计量检定合格后，方可下井使用。23严禁瓦斯超限作业，每班工作面瓦斯断电，必须停止作业，采取有效措施进行处理。二、预防煤尘爆炸措施1井下巷道要定期清扫，并要冲洗煤、岩尘、喷洒石灰水。2严格控制进回风巷道风速，特别是回采巷道及回采工作面风速，以减少煤尘飞扬。3对掘进面工作人员进行个体防尘，必须配备防尘安全帽、防尘口罩。4回采工作面回风顺槽配备煤层注水钻、注水泵，预湿煤体，降低煤尘发生量。5井下设有完善的防尘洒水系统在井下设有消防、洒水供水系统，系统采用合流制，枝状管网布置，由主平硐引入井下，沿大巷采区巷道敷设，送至各用水点。在管网上每隔100M胶带巷为50M设一三通管，并设阀门，为清洗巷道用。在主变电所、水泵房、爆炸材料库附近设置消火栓；在工作面、掘进头、转载煤仓等处设置了洒水喷雾装置，在回风巷、井底回风巷设置风流净化水幕，以净化空气。6采煤工作面回风巷中设置风流净化水幕。7在转载点等地必须安设喷雾装置或除尘器，作业时进行喷雾降尘或用除尘器除尘。8液压支架必须安装喷雾装置，降柱、移架时同步喷雾。破碎机必须安装防尘罩和喷雾装置或除尘器。9采煤机必须安装内、外喷雾装置。截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPA,外喷雾压力不得小于15MPA。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPA。无水或喷雾装置损坏时必须停机。10掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置。截煤时必须喷雾降尘，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPA,外喷雾装置的使用水压不得小于15MPA。如果内喷雾装置的使用水压小于3MPA或无内喷雾装置。则必须使用外喷雾装置和除尘器。11粉尘监测矿井配备防尘人员,配备粉尘采样器，粉尘预捕集装置，呼吸性粉尘测定仪等检测化验设备，在矿井建设和生产期间及时对井下粉尘进行监测和化验。三、预防井下火灾措施1回采工作面应尽量少丢煤，并在回采完毕后及时封闭采空区。2及时清理可燃物。井下使用的棉纱头