雁崖井田毕业设计论文.doc

54大同煤炭职业技术学院实习报告纸第1章 矿井概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置雁崖井田位于位于大同市西南部，地处口泉沟西南段，东北距大同市34公里，距同煤集团机关20公里。本井田交通条件较好，大同乔村公路、铁路从井田边界穿过，该铁路与大同秦皇岛运煤专线相连，交通四通八达，极为便利。矿区交通位置如图1.1。 图1. 1 交通位置图1.1.2 地形、地貌井田为低山丘陵，呈平缓的单斜构造，多为黄土覆盖。1.1.3 河流及水体口泉河横贯本井田中南部，发源于尖口山，全长57.5公里，流域面积（大同市界内）360平方公里，全流域面积459平方公里，汇水面积600平方公里，流经本矿河床宽2550米，流入大同平原后汇入桑干河，口泉河五十年一遇的最大洪水流量为400m3/s,百年一遇的最大洪水流量为800m3/s，河水在本井田范围内，流量一般为30004000立方米/日，一般水位标高为1304米。1988年7月12日据大同市水利局口泉河水文观测站测得洪峰量为600平方米/秒，矿跨河桥观测站测得最高洪水水位1316米。1.1.4 气象及地震本区属温带干燥气候，风向多北、北东风，平均风速2.1m/s。冬季寒冷，夏季酷热，最高39，最低-29.3，年平均气温在1013。降水一般在78月，年最大降水量673mm，最小降水量95.2mm。冻结期从10月至明年4月，一般积雪厚度200mm，冻土层深度1.21.5m。1.1.5 水源及电源1)供电：雁崖井田两回路电源线路分别引自四老沟变电站（35kv）和碾子沟变电站（35kv）母线。两回路通至本矿内东侧35/6kv变电所，线路截面为LGJ120，供全矿用电。2)供水：本矿区生活用水和工业用水主要由时庄冲积层潜水由时庄泵站加压送到四老沟矿，再由四老沟矿加压通过12寸管送至本矿消防水池，再次加压至2.5寸管送往工业广场水塔和常胜沟水塔，然后用2寸水管至工业广场和家属区。还有一部分井下机组冷却及灭尘洒水由井下废水净化利用。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地质构造雁崖井田位于大同向斜中段，正处于向斜轴自EW向NE延伸的转折处。大同向斜轴由F7、F14断层构成的地堑中通过，轴向NE，轴迹呈“S”形，枢扭波状起伏，两翼倾角较陡，一般为1015，最大可达20。断层F7西北地区煤岩层的倾角变缓，一般为35，地层波状起伏，形状为一组帚状褶皱，收敛于南西，向北东撒开。断层F14东南地区，地层向北倾伏，倾角35，较平缓，局部有轴向东西的小型波状起伏。在本井田范围内地表出露与钻孔揭露的地层从老到新有古生界石炭系中统本溪组（C2b），上统太原组（C3t）；二迭系下统山西组（P1s），下石盒子组（P1x），上统上石盒子组（P2s）；中生界侏罗系下永定庄组（J1y），中统大同组（J2d）、云岗组（J2y）；新生界第四系上更新统（Q3）与全新统（Q4）。现将侏罗系以上地层主要地质特征由老到新叙述如下，见表1.1表1.1 区域地层划分及主要特征表地层系统代号厚度(m)主要岩性新生界第四系全新统Q4010由砂土、砂砾石混堆积组成上更新统Q3020马兰黄土为主，浅黄、黄褐色，分选性好，结构疏松，垂直节理发育，局部含钙质结核中生界侏罗系中统云岗组J2y143.31仅残留下部的灰白色中粗粒砂岩，砾岩，局部夹煤线，底部有一层25米的含砾石英质砂岩或砾岩大同组J2d191.36241.47一套陆相砂岩、粉砂岩、泥岩夹多层煤层的沉积建造下统永定庄组J1y46.3758.42灰色、灰白色中、细砂岩夹砂质页岩，底部有一层含砾中砂岩或粗砂岩，交错层理与透镜体发育，角度不整合覆盖于上石盒子组地层之上古生界二迭系上统上石盒子组P2s48.2069.21黄绿色、灰黄色砂质页岩及灰白色中、细砂岩为主下统下石盒子组P1x57.42103.79灰白色含砾粗砂岩、中粒砂岩夹少量砂质页岩，顶部常发育13层紫红色砂质页岩山西组P1s56.4287.15底部以一层厚度变化较大但层位稳定的灰浅灰色含砾粗中砂岩整合覆盖于太原组之上，下部以深灰色砂质页岩夹细砂岩及12层煤线或薄煤层，上部为中粒砂岩、细砂岩和砂质页岩互层石炭系上统太原组C3t84.7186.44本组为一套河流、湖泊、沼泽相含煤建造，下部厚约26米，为深灰色、灰黑色砂质页岩、灰色细砂岩及煤层；中下部厚约20米，以灰色、灰褐色中粗粒砂岩为主夹砂质页岩及煤线或薄煤层；上部与中上部厚约39.77米，为深灰色砂质页岩、粉砂岩、炭质页岩及34层、中厚煤层，其底为一层厚为22米的含砾粗砂岩。本组地层与下伏本溪组地层呈整合接触。中统本溪组C2b5.7515.75黑色砂质页岩、灰色细砂岩及其互层，夹12层1.022.46米厚浅灰色石灰岩地质综合柱状图如图1.2所示。断层：区内断层较发育，发现 3060米的2条。按照断层走向可分为三组：第一组为走向NE20左右的断层，包括F1、F2、F3、F6、F22、F24、F25、F37、F38、F44等断层。其中F1、F2、F3、F6位于井田西北角，相互平行，大都位于舒缓褶皱轴部；F22、F24、F25位于井田中部，断层落差1.704.50米，F37、F38、F44位于井田东部，断层落差39米，倾向西，成阶梯排列。第二组为走向NE70左右，包括F5、F7、F14、F15、F40、F41、F42等断层。其中F5、F7、F14、F15位于井田西北，F7倾向南，落差34米，F14倾北，落差760米，均为高角度正断层，构成一地堑。F5位于F7北侧，向北，倾角80，落差2.86.6米，与F4构成一个小型地垒。F15位于F14南侧，倾向南，倾角74，落差5米，与F14构成一个小型地垒。F40、F41、F42位于井田西部边缘，平行排列，F41、F42倾向相背，落差相近，构成一小型地垒形态。第三组断层的走向为ESE100，这组断层主要分布在井田的中部及东部，且多见于下部煤层中。包括F18、F35、F43等断层。断层延伸长度数百米至一千米，倾角大于70，落差15米。岩浆岩：本井田未发现有岩浆岩侵入。陷落柱：本井田未发现陷落柱。1.2.2 水文地质井田处于口泉河北岸，平均流量为30004000m3/d，雨季洪水期流量在345.0 m3/s,水位标高在1304m,1988年最高洪峰流量600 m3/s，最高洪水水位在1316m。井田北部矿界是口泉沟与云岗沟的分水岭。从分水岭向南发育着很多冲沟，贯穿于井田，在井田南界与口泉沟垂直相汇，呈树枝状分布，沟谷深2060m,地表水较利于通过煤层露头等渗入井下。侏罗系煤层无明显隔水层也无强含水岩层。水文地质条件简单。区内主要含水层:有第四纪冲、洪积层潜水含水层，风化壳潜水含水层，煤系层间裂隙含水层，古火区裂隙、含水层及古窑采空区积水。1、第四纪冲、洪积潜水含水层，主要分布于口泉沟、杏儿沟及其它支沟。口泉沟河谷潜水发育较好，河谷潜水量400800 m3/d。2、风化壳潜水含水岩组，由大气降水或河谷潜水补给，含水量不大，涌水量一般4050 m3/d。3、煤系层间裂隙含水层，多为承压水，在11-14煤层间，预计在矿井西部巷道掘进中会发现涌水，水量不大，在5080 m3/h。4、火烧区裂隙水，井田2、3、4、8、11-2号煤层均发现靠近煤层露头部分被火烧掉，煤层顶板陷落，产生大量裂隙，地表水补给条件好，即富水饱和。预计矿井的涌水量为48006600 m3/d。1.3 煤层及煤质1.3.1 煤层本井田侏罗系大同组共含煤19层，煤层总厚度20.22米，含煤系数9.53%，可采煤层13层，煤层总厚17.84米，含煤系数8.4%。煤层倾角一般为210，一般5，煤质较坚硬。计算储量的煤层为5层，即3、7、11-2、14-2、14-3号煤层，总厚度为11.9m，其中11-2号煤层厚度为3.6m。各可采煤层分述如下：各可采煤层特征见表1.2。表1.2 可采煤层特征表煤层编号煤厚最小最大平 均(m)间距最小最大平 均(m)夹矸层数可 采情 况煤层稳定性顶底版特性顶板底版230.10-3.571.517.15不可采煤层不稳定细砂岩粉砂岩30.10-4.572.7319.93-34.0027.80局部可采中厚煤层不稳定粉砂岩粉砂岩450.33-1.701.1416.14-20.2817.71-2局部可采薄煤层不稳定粉砂岩砂质泥岩70.48-2.331.6214.74-38.2025.961-4局部可采中厚煤层不稳定细砂岩中粒砂岩80-1. 760.467.71-18.1713.521不可采煤层不稳定中粒砂岩细砂岩90-1. 130.578.60-30.6319.8局部可采薄煤层不稳定中砂岩细砂岩100.15-1.250.676.43-30.2913.60局部可采薄煤层不稳定细砂岩粉砂岩1110-2. 930-3. 0.940.96-25.416.050-2局部可采薄煤层不稳定细砂岩粉砂岩1122.97-4.233.600-16.674.991-2可采中厚煤层稳定细砂岩粉砂岩1220-1. 750-2. 0.77.6-43.2421.020-2薄煤层极不稳定细砂岩细粉砂岩1430.20-4.132.400-13.256.720-2可采中厚煤层较稳定细砂岩粉砂岩150.10-13.601.032.360-13.79.01局部可采薄煤层不稳定细砂岩细粒砂岩1.3.2 煤层顶、底板2煤层：一般无伪顶，与煤层直接顶接触的是砾岩或含砾砂岩，层厚0.30.4米，砾岩上部为灰白色粗砂岩，厚度为2254米，含石英砾岩；3煤层：伪顶为深灰色粉砂岩，层厚0.30.5米，直接顶为深灰色粉细砂岩与中砂岩互层，层厚4.0米，老顶为灰白色中细砂岩，层厚715米，底板一般为粉砂岩，层厚1米；4-5号煤层：一般无伪顶，直接顶板为细砂岩粉砂岩互层，致密坚硬，层厚48米，老顶为粉砂岩、细砂岩互层，层厚10米，底板为粉砂岩，层厚14米；7-37-4号煤层：老顶为中粒砂岩，层厚6米，直接顶板为中、细粒砂岩，局部为粉砂岩，层厚1.83米，无伪顶，底板为粉砂岩，层厚9米；8号煤层老顶为中粒砂岩，层厚8.8米，直接顶板为粉砂岩、细粒砂岩互层，层厚2.8米，伪顶0.2m厚粉砂岩，极易冒落，底板为粉砂岩，层厚12米；9号煤层：老顶为粉砂岩，层厚8.8米，直接顶板为薄层状细粒砂岩，节理发育易冒落，层厚3米，伪顶为0.15m厚深灰色页岩，易冒落，底板为粉砂岩和细砂岩，层厚25米；10号煤层：老顶为细粒砂岩粉砂岩互层，层厚8米，直接顶板为细粒砂岩，层厚3.5米，伪顶为0.10m厚深灰色页岩，极易冒落，底板为粉砂岩、细砂岩，层厚3米；11-111-2号煤层：无伪顶，直接顶板为粉砂岩、细砂岩互层，层厚1330米，底板为粉砂岩，层厚1.55.0米；12-2号煤层老顶：为粉、细粒砂岩，层厚11米，伪顶为0.10.30m厚灰色页岩，易冒落，直接顶板为粉砂岩、细砂岩互层，层厚3米，底板为鲕状泥质细砂岩，层厚5米；14-3号煤层：直接顶板为细砂岩，层厚412米，直接底板为褐色泥岩，层厚3米，老底为粗砂岩，层厚2.5米，一般无伪顶，局部有0.10.20m厚薄层粉砂岩；15号煤层：老顶为灰白色砂岩，层厚810米，直接顶板为粉砂岩，层厚28米，一般无伪顶，局部有0.050.10m厚粉砂岩、砂质泥岩，极易冒落，底板为粉砂岩、中粗粒含砾砂岩，层厚23米。1.3.3 煤质井田煤层为低特低灰、特低中硫，优质动力煤。根据国家标准（GB575186）煤层为不粘煤（BN）。各煤层煤质特征见表1.4。1.3.4 瓦斯、煤尘爆炸及煤的自燃瓦斯相对涌出量0.57741.3601 m3/t。各层煤层均具有爆炸危险性，爆炸指数35%；各煤层存在自燃因素，自燃发火期612个月。表1.3 各煤层煤质特征见表原煤工业分析%发热量(Qgrvd) MJ/Kg容重结焦性能水分灰分挥发分全硫磷XmmYmm2-23.389.2132.892.050.00433.621.32042-33.9811.4832.620.800.00526.151.295235.416.9531.130.360.00432.211.315343.958.5432.410.350.00532.901.2802.675.553.258.1432.870.340.0031.42037343.5310.4031.100.550.02733.031.3102.22.582.9913.0532.830.440.01632.021.39046.593.3812.3831.291.230.01032.741.32038.25103.5713.6532.280.390.03233.561.37541112.188.5826.500.320.10613.461.2903.1461122.688.6030.610.370.02233.061.3203.362.671212.4113.4131.440.990.03730.701.32581432.4815.9528.410.670.42035.801.3802.520.5152.1815.6530.340.770.00237.451.3976.83第2章 采区地质特征2.1 煤层的地质特征2.1.1 盘区位置设计首采盘区(一盘区)位于井田东翼,大巷南部。2.1.2 煤质与地质特征盘区内主采煤层为11-2煤层。11-2煤煤层结构简单，赋存稳定，厚度在2.974.23m之间，平均厚度为3.60m。11-2煤含夹石12层，一般厚00.1m，不稳定。煤层倾角近水平,一般04，平均3，最大6，最小近水平状态。煤层大致是东西走向，南北倾向。井田煤层为低特低灰、特低中硫，优质动力煤。根据国家标准（GB575186）煤层为不粘煤（BN）。11煤煤质稳定，硬度中硬，普氏硬度为23，煤的平均容重为1.32t/m3。11煤原煤灰分平均为8.6左右，硫分平均为0.37，磷分平均为0.022。2.1.3 煤层顶、底板特征11-2号煤层：无伪顶，直接顶板为粉砂岩、细砂岩互层，层厚1316.6米，底板为粉砂岩，层厚1.55.0m；老顶为中粒砂岩，厚0.9625.40m。属最坚固至坚固岩石，抗压强度9001300kg/cm2。老底为灰色细砂岩与粉砂岩互层，致密坚硬。见煤层综合柱状图。2.1.4 煤层的瓦斯、水文地质特征根据勘探阶段取样器采取11煤的19个瓦斯煤样化验结果：从瓦斯含量看，CH4平均含量小于1cm3/g。全矿井瓦斯相对涌出量为0.57441.3601m3/t，绝对涌出量为3.316m3/min，矿井CO2相对涌出量为2.139m3/t，绝对涌出量为10.601m3/min，矿井瓦斯等级可以定级为低瓦斯矿井。侏罗系煤层无明显隔水层也无强含水岩层。水文地质条件简单。区内主要含水层:有第四纪冲、洪积层潜水含水层，风化壳潜水含水层，煤系层间裂隙含水层，古火区裂隙、含水层及古窑采空区积水。盘区内影响11-2煤的主要充水水源为煤系间裂隙含水。11煤顶板砂岩水为裂隙承压水层，富水不均一，主要受构造裂隙发育及岩性控制，以静储量为主，易于疏干，预计正常涌水量为5080m3/h。预计全矿井的涌水量为48006600 m3/d。据矿井资料分析：11煤可燃基挥发分产率Vdaf在32以上，煤尘的爆炸性指数在35以上，煤尘有爆炸性危险。11煤有自然发火的倾向，发火期一般为612个月，具有自燃发火危险性。图2-1 煤层综合柱状图侏罗系煤层无明显隔水层也无强含水岩层。水文地质条件简单。区内主要含水层:有第四纪冲、洪积层潜水含水层，风化壳潜水含水层，煤系层间裂隙含水层，古火区裂隙、含水层及古窑采空区积水。盘区内影响11-2煤的主要充水水源为煤系间裂隙含水。11煤顶板砂岩水为裂隙承压水层，富水不均一，主要受构造裂隙发育及岩性控制，以静储量为主，易于疏干，预计正常涌水量为5080m3/h。预计全矿井的涌水量为48006600 m3/d。据矿井资料分析：11煤可燃基挥发分产率Vdaf在32以上，煤尘的爆炸性指数在35以上，煤尘有爆炸性危险。11煤有自然发火的倾向，发火期一般为612个月，具有自燃发火危险性。2.1.5 地质构造及地表特征井田位于大同向斜中段，正处于向斜轴自EW向NE延伸的转折处。大同向斜轴由F7、F14断层构成的地堑中通过，轴向NE，轴迹呈“S”形，枢扭波状起伏，两翼倾角较陡，一般为1015，最大可达20。断层F7西北地区煤岩层的倾角变缓，一般为35，地层波状起伏，形状为一组帚状褶皱，收敛于南西，向北东撒开。断层F14东南地区，地层向北倾伏，倾角35，较平楥，局部有轴向东西的小型波状起伏。受其影响，煤层有一定的起伏。根据地质勘探资料，区内断层较发育， 3060米的2条。盘区对应的地表没有河流、村庄、湖泊、铁路及高压线。对应标高13061512m。第3章 采煤方法3.1 采煤工艺方式3.1.1 盘区煤层特征及地质条件盘区内首采煤层为11-2煤层，该煤层赋存稳定，11-2煤煤层结构简单，赋存稳定，厚度在2.974.23m之间，平均厚度为3.60m。11-2煤含夹石12层，一般厚00.1m，不稳定。煤层倾角近水平，一般24，平均3，最大6，最小近水平状态。煤层大致是东西走向，南北倾向。11-2号煤层：无伪顶，直接顶板为粉砂岩、细砂岩互层，层厚1316.6米，底板为粉砂岩，层厚1.55.0米；老顶为中粒砂岩，厚0.9625.40m。属最坚固至坚固岩石，抗压强度9001300kg/cm2。老底为灰色细砂岩与粉砂岩互层，致密坚硬。井田内地质构造以宽缓的褶曲为主，井田范围内经勘探发现和证实的主要断层有2条，落差较大的断层大多分布在井田的西部和南部。井田内未发现岩浆岩侵入活动。全矿井瓦斯相对涌出量为0.57441.3601m3/t，绝对涌出量为3.316m3/min，矿井CO2相对涌出量为2.139m3/t，绝对涌出量为10.601m3/min，矿井瓦斯等级可以定级为低瓦斯矿井。预计全矿井的涌水量为48006600 m3/d。煤尘有爆炸性危险，11-2煤有自然发火的倾向，发火期一般为612个月。3.1.2 采煤工艺方式根据首采盘区的地质条件，可考虑采用单一长壁一次采全高采煤法，下面对该法的优缺点及适用条件作一个简单的介绍. 单一长壁一次采全高采煤法的特点1 、 优点技术成熟，采煤设备配套，类型齐全，性能完好，操作方便，管理简单，可选出适用各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备体积小、轻便，回采工作面搬家方便；采高一般为2.03.6m，回采工作面煤壁增压区小，煤壁稳定，生产环节良好；回采工作面采出率高，可达到9397%以上，能达到国家规定要求；煤炭含矸率低，一般不大于1.5%，相对综放开采煤尘浓度低；和综放工艺比较，顶板易管理，工作面巷道维护难度小。2、 缺点工作面单产低，单产提高困难；煤巷掘进工程量大，掘进率高，回采工作面搬家倒面次数多，搬家费用高。3 、 适用条件煤层顶板不是十分坚硬，直接顶具有一定厚度的缓倾斜厚煤层。可以看出，单一长壁一次采全高采煤法是一种优点明显、效益显著、前景广阔的采煤工艺，同时也体现了高产高效的原则，其不利方面可采用一些相应的措施，如无煤柱护巷技术；提高工作面推进度；及时喷注阻化剂；合理配风，保证风量，同时加强监测手段及生产技术管理等措施，可以加以改善。根据技术先进、经济合理、生产安全的总原则，结合雁崖矿煤层地质条件，主采煤层11#煤层采用单一长壁一次采全高采煤法。又根据盘区巷道布置方式，采用条带式长壁开采。综合以上分析，本设计主采煤层的采煤方法为倾斜长壁全部垮落一次采全高采煤法。3.1.3 工作面参数的确定1、工作面长度的确定影响工作面长度的因素有设备、煤层地质条件、瓦斯涌出量及生产技术管理的难度等。设备是影响工作面长度的主要因素之一。我国生产的工作面刮板输送机大都按100250m的铺设长度设计的。另外，煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素，地质构造、煤层厚度、倾角、顶板条件都会影响工作面长度的选择。根据以上技术分析和目前我国煤矿实践经验，近水平煤层一次采全高工作面长度以100250m较为合理。参考雁崖矿现场生产经验，结合盘区区条带的整体划分，确定首采盘区采煤工作面的长度为150m。2、 工作面推方向和推进度为减少巷道维护工程量以及获得良好的通风效果，工作面采用从边界向大巷推进的后退式回采顺序。根据煤矿开采学的有关论述，工作面的连续推进长度不宜小于8001000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离增大而减少，确定首采盘区工作面平均推进长度为2148m。结合矿井设计生产能力和所选用滚筒采煤机技术参数，可得出单一长壁一次采全高工作面的推进度为：V0=0.86300=1440m/a3.1.4 回采工作面破煤、装煤方式1、工作面破煤方式及其设备选择工作面设计采用双滚筒采煤机破煤、在采煤机截割煤的同时，利用滚筒螺旋齿片和弧型挡煤板自动将煤装到工作面刮板输送机，余煤由铲煤板随移溜铲入刮板输送机；根据采煤机要适合特定的地质条件，并且采煤机采高、截深、功率、牵引方式等主要参数要选取合理，有较大的适用范围，满足工作面生产能力的要求，选用大功率无链牵引采煤机MXG-300/700型双滚筒采煤机，其技术特征见表3.1。表3-1 MXG-300/700型双滚筒采煤机技术特征型号MXG-300/700采高(m)1.94.6适应煤质硬度F=4煤层倾角（）=40截深（mm）800滚筒直径（m）2.2牵引方式液压、电牵引、无链牵引力（kN）630牵引速度（m/min）08.35滚筒中心距（mm）6220卧底量（mm）400电动机型号YBC-300A功率（kW）700台数（台）5电压（V）1140冷却方式水冷喷雾除尘方式内、外喷雾控顶距（mm）2578最大不可拆卸尺寸（长宽高） /质量（mm/t）1188020892000/2.35总重（t）41制造厂家鸡西煤矿机械厂由于11-2煤赋存稳定，煤层倾角平缓，采煤机采用端部割三角煤斜切进刀、往返一次割两刀的割煤方式，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。割三角煤进刀过程如下：当采煤机割至工作面端头时，将其后的输送机移近煤壁。图3-1（a）；调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直 3-1（b）；再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处3-1（c）；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤，3-1（d）。 图3-1 工作面端部割三角煤斜切进刀(a)起始 (b)斜切并移直输送机 (c)割三角煤 (d)开始正常割煤1-综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机3.1.5 回采工作面运煤方式1、回采工作面运煤方式回采工作面采下的煤由工作面刮板输送机通过转载机运到皮带运输顺槽。2、回采工作面刮板运输机的选择刮板输送机选型原则：刮板输送机一般与采煤机配套使用时均选用可弯曲自移式刮板输送机。煤质较硬时、块度较大时优先选用双边链；较软时选用运输能力大的中单链；煤质有硬有软时，选用中双链。输送机溜槽的结构一般应选用开底式，只有煤层底版较松软时才选用闭底式。综采工作面刮板输送机通常采用多电动机驱动，一般24台，应优先选用双电机双机头驱动方式。刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力的20%。根据以上的选型原则，并且考虑与采煤机的配套原则，选用SGZ830/630型刮板输送机，其技术特征见表3.2。表3.2 SGZ830/630型前部刮板输送机技术特征表型号SGZ830/630设计长度(m)150出厂长度(m)250运输能力(t/h)900链速（m/s）1.1电动机型号KBKYSS-100/200-8/4功率（Kw）2100/200转速（rpm）1480/735电压（V）1140液力耦合器型号TVA-560减速器速比1：27.635布置方式平行布置中部槽规格（长宽高）（mm）1500764222圆环链规格（mm）2692-C刮板链形式中双链刮板间距（mm）920与采煤机配套牵引方式有链或无链制造厂家张家口厂3.1.6 工作面支护方式及采空区处理工作面内支护方式及设备的选择 1、1101工作面控顶设计、相关参数（一）、煤层顶板伪顶：无伪顶；直接顶：平均14.8m厚灰色粉砂岩，细砂岩互层；老顶：平均13.18m灰色中粒砂岩；直接底：平均3.25m粉砂岩；老底：21m灰色粉砂岩，细砂岩互层。（二）、采高最大采高 3.8m,最小采高1.9m。（三）、垮落带高度的确定1） 当直接顶厚度大于或等于23倍采高时，垮落带岩层为23倍采高的直接顶，其上的直接顶为不垮落的直接顶 （公式3-1）式中： h充填满采空区所需直接顶厚度； M采高； Kz岩层的碎胀系数2）当直接顶厚度不足23倍采高时，其上老顶有三种情况：老顶分层厚度大于56m时为厚层难冒顶板，需悬露几千、几万、甚至几十万平方米才垮落。老顶分层厚度小于56m，在其断裂、旋转、下沉及触矸过程中，岩块间能够互相挤紧，从而形成能够承受载荷、并把自身及上位岩层的重量加到采空空间周围的煤体及垮落矸石之上的平衡结构者为裂隙带老顶。老顶分层厚度小于56m，在其断裂、旋转、下沉及触矸过程中，断块间会失去水平力的联系，从而不能形成平衡结构者为垮落带老顶。 3）当直接顶厚度小于23倍采高，而上面老顶分层厚度又小于56m时，判断老顶分层带别的方法：老顶分层厚度大于其下自由空间高度2m时，该老顶分层已进入裂隙带。判断进入裂隙带老顶分层的公式。 （公式3-2）式中：Hi由下而上第I层老顶的厚度(右边包括附加岩层，左边不包括)；M煤层采高；K1老顶及附加岩层的碎胀系数，1.5；H直接顶厚度；Kz直接顶岩层的碎胀系数，1.5；当i=1时，上式左边=13.18，右边=3.6-14.8(1.5-1)+2=-1.8;左边右边，故老顶第一分层进入了裂隙带。、控顶设计主要是确定支架架型、支架工作阻力与初撑力，以及支架高度等。1、防漏考虑到煤层采高比较大(2.53m)，且煤质较硬，为了安全高效，因此应选用四柱支撑掩护式液压支架，要求此架型带护帮装置，并能够及时支护。为防止发生端面冒落，端面距应不超过340mm。生产过程中如果出现有端面冒高超过300mm的情况，应提高支架的实际初撑力至 以消除之。2、防压（1）、支架的工作阻力应能支撑住工作空间及采空区上方垮落带岩层的重量。设支架所需工作阻力为P，则KN/架 (公式3-3) 式中：每架支架所控制的工作面长度，1.45m/架；垮落带直接顶岩层平均容重，22；h垮落带直接顶厚度，14.8 m；直接顶岩梁长度为端面距，支架顶梁长度与直接顶岩层在支架顶梁后的极限悬顶距之和，即0.34m+4.20m+2.0m（经验），6.54m；垮落带中第i层老顶及其附加岩层的平均容重，22； 垮落带中第i层老顶及其附加岩层的厚度，0m;垮落带中第i层老顶的岩块长度，取0m;为煤层倾角；考虑掩护梁上有冒矸载荷及立柱不垂直顶梁的系数，90%；（2）、支架的初撑力 应能保证直接顶与老顶之间不离层。设平衡直接顶岩梁重量所需的支架初撑力为 ，则 (公式3-4) KN/架设平衡直接顶岩梁所产生力矩（对煤壁）所需的支架初撑力为 ，则 KN/架； (公式3-5) 式中 直接顶岩梁长度， m； 作用点距顶梁后端的距离立柱顶端至支架后端的距离，1.2m（预计） KN/架；支架所需初撑力应是与中的大值，即 KN/架；（3）、支架的可缩量应能适应裂隙带老顶的下沉最大控顶距时，支架顶梁末端处的最大下沉量 。 (公式3-6)式中： H裂隙带老顶断块触矸处的下沉量，m; H=M-h(kz-1)- =3.6-3.5(1.5-1)-13.18(1.5-1)=-4.74m，取0m。最大控顶距，为（循环进尺，0.8m），即4.84m+0.8m=5.64m。 Llz 裂隙带老顶周期来压步距，取25 m; m；所需支架最大高度为，则 m；所需支架最小高度为，则 m；式中： 煤层最大采高，4.2 m；煤层最小采高，2.9m； a 卸载高度，0.05m；由于设计的采高为2.94.2m，因而支架选型时最大高度最好在4.2m以上，最小高度应不大于2.85m。3、防推预防倒架造成的危害，主要是提高支架的初撑力，用它将下位岩层顶紧上位岩层，令上下岩层间的摩擦力足以防推，为此支架所需要的初撑力 (公式3-7) 式中 下位岩层平均体积力，22KN/m3;下位岩层厚度，3.25m;上下岩层之间的摩擦因数，无水时取0.3；914(KN/架) 支架所需初撑力应是、中的大值，由于只能在日常观测中才能得到，控顶设计时暂由、中取大值；本例中可以不考虑，即设计的值就是，即 KN/架。4、初放阶段顶板控制（1）、直接顶初次垮落 KN/架； (公式3-8 )式中： 直接顶初次垮落步距，取15m； KN/架 KN/架；式中： 直接顶最大分层厚度5.8m； 4417KN/架初次垮落时支架所需初撑力为、中的大值，即 KN/架，KN/架。（2）、老顶初次来压 (公式3-9)式中： （老顶初次来压步距）由于老顶未进入跨落带，处于裂隙带，所以不考虑老顶的初次来压。支架的工作阻力以直接顶计算为准。设计总结 （1）、初放阶段所需支架工作阻力KN/架及初撑力KN/架,比正常生产期间所需支架工作阻力KN/架及初撑力KN/架大，支架选型时应以大的为准。（2）、由于设计时考虑了可能不会出现的极端情况，如直接顶初次垮落步距为15m等等，而本煤层构造又较平稳，因而支架工作阻力5676KN/架及初撑力4540KN/架不必再有10%左右的富裕系数。（3）、本设计的结论是：选用ZZ5600/23/47型掩护式液压支架，额定工作阻力不小于5600KN/架，额定初撑力不小于5000KN/架，最大高度在4.3m以上，最小高度不大于2.9m。（4）、由于初放阶段所需初撑力较大，工作面投产后，在直接顶初次来压前，应控制工作面推进速度，不能过快，保证初撑力不小于4540KN/架。此外，为保证顶板处于良好状态，日常生产期间应保证初撑力不小于3490KN/架2、支架选型1 、支架选型原则支护强度与工作面矿压相适应；支架结构与煤层赋存条件相适应；支护断面与通风要求相适应；液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配。根据以上原则，并考虑到“三机”配套原则，选择 ZZ5600/23/47型支架，其技术特征见表6.3。表3.3 ZZ5600/23/47型支架的技术特征表项目技术特征型号ZZ5600/23/47支架型式支撑掩护高度（m）2.34.7宽度（m）1.42中心距（m）1.5初撑力(kN)5000工作阻力(kN)5600支护强度(kN/m2)980对底板比压(Mpa)1.92适应倾角()15供液泵压(Mpa)31.5运输尺寸（长宽高）（mm）667014202500重量(t)18.05立柱型式双伸缩缸径/柱径（mm）200/185工作阻力/初撑力（kN）1200/989.6推移千斤顶型式浮动活塞缸径/行程（mm）140/900推力/拉力（kN）306/485移后输送机千斤顶缸径/行程（mm）110/900推力/拉力（kN）304/122生产厂家北京煤机厂支架工作阻力验算：、顶板压力估算： qt9.81hk (公式3-10) 式中: qt工作面合理的支护强度, KN/M2 ； h工作面采高, 取3.6m； 顶板岩层平均容重, 取2.60t/m3； k顶板岩层厚度与采高比, 取8倍则：qt9.813.62.608=735KN/M2、采面支架支护强度; 支架额定工作阻力Pg5600KN/架 每架支架支护面积:S1.50（3.49+0.95） =6.66(M2) 支架支护强度: P=Pg/S=5600/6.66=840.8(KN/M2) 由于 P qt 可见支护强度满足设计要求。、支架对底板的比压:支架对底板的比压为=2.9MPa经查表,11#层煤平均抗压强度为27.4Mpa,即2796吨/M2支架对底板的比压远小于11#层煤的抗压强度。 故: ZZ5600/23/47型支架能够满足工作面的支护要求。2、工作面端头支护及超前支护由于工作面的上、下出口处悬顶面积大，机械设备多，又是材料和人员出入的交通要口，所以必须加强支护。针对本设计工作面的具体特点，结合邻矿生产经验，决定采用综采工作面支架压半巷作为端头支架支护端头。头顺槽及尾顺槽采用DZ3.5型单体液压支柱，配0.6米绞接顶梁支护，头巷超前支柱超前工作面20米维护支设三排，尾巷超前支柱超前工作面20米维护支设双排滞后支柱支设双排，并不得超过切顶线。超前、滞后支柱柱距均为1.0米，头巷超前支柱排距1米,尾巷超前支柱排距1.6米，顶梁垂直巷帮排列。端部支架与煤壁间小于1米时滞后支柱支单排，12米时，支双排，大于2米时，支三排。3、采空区处理采空区采用顶板全部跨落法处理。4、移架及推溜方式工作面采用及时支护方式，移架采用顺序移架，随采煤机的割煤滞后采煤机后滚筒56米，当移架滞后，采煤机后滚筒超过6米时，必须停止割煤，保证移架后再开始割煤。移架支护顶板，移架时降柱量不宜太大，以不影响支架前移为宜。当顶板破碎时，可采用少降立柱，带压拉架，如有大块矸石拖在梁上时，要把前柱升起，适当降低后柱以便矸石入古塘。每日早班结束后，需要进行机电检修地方的支架不准前移，其余全部拉回来，检修完毕后，支架全部拉回来。移溜子必须滞后机组后滚筒30米外进行，用支架推移千斤进行移溜，移溜弯曲段不少于30米，工作面溜子必须保持平，稳，直。3.1.7 工作面设备布置工作面内共布置ZZ5600/23/47型支架100架，端头支架选用ZZ5600/23/47型3架，头顺槽2架，尾顺槽1架共计103架。其它设备布置见工作面设备布置见工作面布置图。3.1.8 采煤工艺工艺过程1、工作面日进刀数矿井设计生产能力0.9Mt/a，一年按300天计算，日产量应为 Qd=0.9Mt /300天=3000t采煤机截深0.8米，工作面进刀数为： N =Qd/（LMBC） （公式3-11） N =6000/（1503.61.320.800.97） =5.4（刀）式中 L工作面长度，250m； M煤层厚度，3.6m； B采煤机截深，0.80m； 煤的容重，1.32/m3； C工作面回采率，取0.97。取日进刀数6刀，即每班进2刀。验算日产量： Q日 =LBMCN=1500.83.61.320.976 =3319t考虑10%的掘进煤量，日进6刀是能满足矿井产量要求的。2 、 一刀煤所需的时间纯割煤的时间T割T割= + （公式3-12）=+=32.5 min式中 L工作面长度，150m；L1斜切段长度，取30m；V1采煤机正常割煤牵引速度，取4m/min；V2采煤机单向割煤牵引速度，取6m/min。割煤空行时间T空T空= L1/V空= 3 .75min （公式3-13）式中 V空采煤机空刀运行时的牵引速度，取8 m/min必须的间歇时间T停必须的间歇时间包括每割完一刀煤检查机器更换截齿时间；正常的停开机时间；采煤机改变牵引方向时的翻挡煤板时间及滚筒调位时间等。根据实际情况， T停取15min。所以每割一刀煤所需的时间：T= T割+ T空+T停=32.5+3.75+15=51.25 min端头作业时间T端本综采工作面端头支护采用工作面原有支架，端头作业时间取5min。故障时间根据大量调查，国产综采设备机电事故影响时间占总工时的815%，每割一刀煤影响时间为1525min。在此取20min。由以上分析，每割一刀煤的循环时间T循为：T循=T+T端+T故=51.25+5+20=76.25 min每班割煤时间为：276.25152.5min360min通过计算，综采面每班进2刀是能够实现的。因此，回采工作面作业过程如下：头（尾）端头斜切进刀割煤移架移溜拉转载机支回超前（滞后）支柱尾（头）斜切进刀工艺要求1、 割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀长度不小于30m，截深0.8m。割煤时煤机速度要适宜，且必须保证顶底板平整，煤壁齐直。不得出现割底留伞檐现象，见顶见底开采，机组前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，并依靠后滚筒螺旋叶片旋转自动装煤，剩余的煤在推移溜子时，由铲煤板自行装入溜子，割完后，一定要保证顶、底板平，煤壁直，溜子成一条直线，垂直方向角度不大于正负10，水平方向不大于正负