运输巷道设计.doc

芦子沟矿一采区3104放顶煤工作面开采设计说明书前 言一、概况山西怀仁中能芦子沟煤业有限责任公司（以下简称本井田）位于朔州市怀仁县、大同市左云县境内（井田范围约占怀仁县11 Km2、约占左云县6Km2）。东距怀仁县城11km，行政区划属怀仁县。井田东南8Km处有北同蒲铁路及大运公路通过，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长6.5km，东西宽5.5 km，面积为17.063 4km2。批准开采山4、2、3、5、8号煤层，生产规模300万t/年，新增生产能力150万t/年。批准开采深度由1395m至830m标高。山西怀仁中能芦子沟煤业有限责任公司兼并重组整合前为原山西怀仁中能芦子沟煤业有限责任公司和山西怀仁财路煤业有限责任公司，山西怀仁中能芦子沟煤业有限责任公司采矿证可证号1400000722262。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；20、2005年6月天地科技股份有限公司山西省怀仁地方国营芦子沟煤矿采煤方法改革设计（修改稿）；19、2005年11月由山西省煤田地质115勘查院山西省怀仁县芦子沟煤矿补充勘探地质报告；21、2006年6月，煤炭工业太原设计研究院山西省怀仁县地方国营芦子沟煤矿1.2Mt/a高产高效矿井改造初步设计；22、2006年8月山西省煤炭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23、2006年9月山西省煤炭工业局关于山西省怀仁县芦子沟煤矿补充勘探地质报告的批复；24、2007年4月山西省煤炭工业局关于怀仁县芦子沟矿120万吨/年高产高效改造工程项目初步设计的批复；25、2007年5月山西煤矿安全监察局关于对怀仁县地方国营芦子沟煤矿扩建项目初步设计安全专篇的批复；26、2007年12月，煤炭工业太原设计研究院山西省怀仁县地方国营芦子沟煤矿1.2Mt/a高产高效矿井技术改造初步设计首采工作面位置变更设计及山西省煤炭工业局审查意见；27、2008年1月山西省煤矿安全监察局关于对山西省怀仁县地方国营芦子沟煤矿变更安全设施设计的批复；28、2008年1月，山西省煤炭工业局山西省怀仁县地方国营芦子沟煤矿1.2Mt/a高产高效矿井技术改造初步设计首采工作面位置变更设计及山西省煤炭工业局审查意见。29、2009年2月关于朔州市2008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；30、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、对矿区断层进行进一步勘探，查明矿井大小断层，为矿井开拓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、矿井断层较多，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、芦子沟煤矿属于低瓦斯矿井，但2004年发生过瓦斯爆炸事故，应进一步加强瓦斯、煤尘的防治工作。4、由于矿井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。5、建议芦子沟煤矿对该矿区及地面工业广场建设用地进行地质灾害危险性评估，为矿井灾害防治提供依据，以便采取相应的措施。天地科技股份有限公司开采设计事业部 116第一章 采区概况及地质特征第一节 矿井概况芦子沟井田位于山西省朔州市怀仁县郝家坪芦子沟一带，东距怀仁县11km，其地理坐标为东经11253261125709，北纬394836395207。矿井隶属于山西中能芦子沟煤业有限公司。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芦子沟煤矿主采煤层为2号、3号、5号和8号煤层，矿井采用平硐斜井混合开拓方式，近距离煤层联合开采。矿井布置有主平硐、草沟进风斜井和西楼沟回风斜井三个井筒，矿井通风方式为中央并列式。全井田划分1200 m和1145 m两个水平进行开采，现开采1145 m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：一采区、二采区、三采区和四采区，目前开采一采区的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。一采区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120m。下面为矿井生产系统介绍。一、通风系统（1）新鲜风流：平峒 、草沟进风井北大巷8#集中轨道巷材料暗斜井3401轨道下山3208运输顺槽3104工作面（2）污浊风流：3104工作面3207回风顺槽3501回风下山 西楼沟回风井地面二、供水、供液、排水系统（1）管路布置：回风顺槽布置两趟2吋管路。一趟为静压水管，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；另一趟为注氮管路，每隔50米设置一个注氮口。另外两顺槽巷各布置一趟2吋压风管路。（2）供水、排水系统：洒水：西楼沟井下水处理站3501回风下山3207、3208巷及工作面各用水点。排水：工作面及3207、3208巷3501回风下山5#集中运输下山8#主水仓西楼沟井下水处理站。（3）供液系统：三、运输系统（1）运煤：3104工作面3208皮带巷3#-5#溜煤眼5#集中胶带运输下山5#-8#煤仓8#集中胶带下山主煤仓平峒地面（2）运料：平峒北大巷轨道暗斜井8#集中轨道巷材料暗斜井3401轨道下山3207回风顺槽3104工作面四、供电系统井下中央变电所工作面五、安全监测系统矿井装备了完善的安全监测系统，3104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3207、3208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BBZ-4型信号照明综合保护装置提供。七、通讯系统工作面溜头、顺槽皮带头及胶带下山皮带头、煤仓分别安置一部防爆调度电话。胶带下山皮带头处安装通讯声光信号器。第二节 采区概况芦子沟矿3#煤层一采区地面相对位置为西楼沟回风井井口西南，蹄底梁以南与车道沟以东一带，地表为山梁沟谷，无农田及房屋，煤层埋藏平均深度291.2m。图1-2-1为3#煤层一采区在井田中的位置示意图。经计算，矿井总资源量39299.1 万t，其中探明的经济基础储量（111b）14243.4万t，可采储量（111）8503.3万t（据2000年调研结果可采系数为59.7%）；控制的经济基础储量（122b）10005.3万t ，其预可采储量（122）5973.2万t；推断的内蕴经济资源量（333）13684.2万t，探明的次边际经济资源量（2S11）1365.2万t。经计算矿井设计可采储量16020.409万t，其中上组煤设计可采储量12229.305万t，下组煤设计可采储量3791.104万t。矿井设计年生产能力1.2Mt/a。矿井服务年限95.35a，其中第一水平(上组煤)服务年限72.79a，二水平(下组煤)服务年限22.56a。一采区倾斜长2250 m，走向宽1740 m，采区内可采储量4547.7万t，服务年限27.07 a。根据井田内的煤层赋存特点，将全井田8号煤和2、3、5号三个煤层按照两组煤层对待，按照分组准备方式布置巷道，在初期开采的8号煤层中布置一条胶带运输下山，在开采后备区上组2、3、5号三个煤层时在5号煤层中再设置一条集中胶带运输下山，并相应地布置有轨道下山和回风下山，从而实现分组小联合开拓巷道的布置形式。初期集中胶带输送机下山和集中轨道运输下山均设在8号煤层中，胶带输送机暗斜井落底于8号煤层底板，回风斜井井筒设在西楼沟。受上组煤层采空区的影响，后期开采上组煤层时，在5号煤层中重新布置一条上组煤层集中胶带输送机下山，回采工作面的煤炭通过煤仓到58号煤仓集中胶带输送机下山，再通过胶带暗斜井的胶带输送机提至平峒水平北翼大巷的煤仓中，然后装入3t底卸式矿车由电机车运至地面；在5号煤层中重新布置一条上组煤层集中胶带运输下山，在3号煤层中重新布置一条上组煤层集中轨道运输下山，原则上在2号煤层中重新布置一条上组煤层集中回风下山，轨道下山通过材料暗斜井联络，但回风下山位于2号煤层采空区下部时，则沿3号煤层顶板布置，位于2号实体煤层下部时，沿2号煤层顶板布置。在集中下山巷道的两侧直接布置回采工作面，回风下山通过煤巷直接与回风斜井相连。全井田以现1200m水平和延伸水平+1145m共两个水平进行开采。依据水平大巷布置，暗斜井落底点的位置，结合井田内永久保安煤柱的留设情况，设计将全井田划分为四个采区，矿井先期开采位于胶带暗斜井井底附近的一采区。根据该矿的特点，矿井先期开采位于+1145m水平胶带暗斜井下部附近的一采区，即先开采位于2号、3号、5号煤层采空区下面的8号煤层，距离胶带暗斜井下部附近，然后按照先上后下的煤层开采顺序进行开采。一采区设轨道、胶带、回风三条下山，均相互平行，其中轨道下山沿3号煤层底板布置，集中胶带下山沿5号煤层底板布置，回风下山位于2号煤层采空区下部时，沿3号煤层顶板布置，位于2号实体煤层下部时，沿2号煤层顶板布置。在集中下山巷道的两侧直接布置回采工作面，回采面采用走向长壁开采。先开采上组煤层中的2、3号煤层，再开采5号煤层。回采工作面胶带、轨道顺槽均沿3号煤层底板布置，胶带顺槽(兼进风)通过溜煤眼与集中胶带下山相接，并通过顺槽联络巷与集中轨道下山沟通；轨道顺槽(兼回风)直接与集中回风下山相连，并通过顺槽联络巷与集中轨道下山相接，形成回采工作面完善的运输、通风、排水、供电及井下消防洒水系统。回采方式为采区内采用前进式开采，工作面采用后退式开采。图1-2-13#煤层一采区在井田中的位置示意图第三节 地质特征工作面总体呈南西倾向的单斜构造，地质构造中等偏复杂。3104工作面煤岩层走向大致为东西向，倾向南东，倾角15。根据已掘顺槽巷道资料，本回采工作面共发现多条断层，其中对回采有较大影响的有 1条正断层。位于距顺槽巷口350m处，走向北55西，倾向北东，倾角80，落差5m。工作面煤岩层微含水，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2.54m3/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 芦子沟煤矿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 芦子沟煤矿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 芦子沟煤矿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1-3-13104工作面综合柱状图第四节 放顶煤工作面基本情况介绍3104回采工作面布置在一采区3号煤层中，地面相对位置为西楼沟回风井井口西南，蹄底梁以南与车道沟以东一带，地表为山梁沟谷，无农田及房屋，煤层埋藏平均深度291.2m。3104回采工作面东侧为采空区，北接3401运输下山与3501回风下山巷，西侧为3205回采工作面，南部附近靠近F6断层，上部为2#层采空区。图1-4-1为3104工作面位置示意图。（1）煤层厚度3104工作面煤层最大8.52 m，最小7.32 m，平均7.92 m。（2）煤层结构工作面煤层为复杂结构，煤层上部有23层夹石分布，厚0.07m0.3 m，岩性为炭质泥岩及高岭岩。3104工作面走向长度1050米，工作面切眼前方700m位置有一落差5m左右的断层，3104工作面停采线设在距断层40m处。由于受断层影响，实际可采长度为660米，工作面倾向长度120米。工业储量：6601207.921.3584.68（万吨）可采储量：84.680.8572（万吨）图1-4-13104综放工作面位置图第二章 回采工作面布置及采煤方法第一节 回采工作面的布置3104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，两顺槽巷局部顶板为砂岩，3104回采工作面两顺槽长度为1050m, 工作面走向可采长度660m，工作面长度为120m。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3.62.9m，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=4.22.9m。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。图2-1-1回风顺槽巷道断面图图2-1-2 3104工作面下顺槽（运输顺槽）断面图一、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2.3m，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为k2335，另一支规格为Z2360。钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。锚杆布置：锚杆间距800m，排距800m。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度3400m。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30。锚索：单根钢绞线，f15.24mm，长度8.0m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为k2335，两支规格为Z2360。每5排布置1根锚索，即锚索间距为4000mm。二、巷帮支护锚杆形式和规格：圆钢锚杆，杆体直径16mm，长度1800mm，杆尾螺纹规格M18。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为k2335。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3104沿煤层底板布置，规格为：净宽高= 7.22.8m，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。图2-1-33104工作面切眼断面图（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2300mm，杆尾螺纹为M22。锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为k2335，另一支规格为Z2360。钻孔直径为28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁规格：采用f14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度6.8m。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30。锚杆布置：锚杆间距800mm，每排8根锚杆，排距800mm。锚索：单根钢绞线，f15.24mm，长度8.0m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为k2335，两支规格为Z2360。每4排布置2根锚索，锚索间距2400mm。（2）切眼帮支护：锚杆形式和规格：圆钢锚杆，杆体直径16mm，长度1800mm，杆尾螺纹规格M18。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，采空区一侧规格为k2335。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800mm，每排每帮3根锚杆，排距800mm。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，3104工作面回采完毕后，接续回采3105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3104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。图2-2-1 回风平巷断面尺寸图2-2-2 运输平巷断面尺寸一、3104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。3104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、3104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，结合芦子沟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。芦子沟煤矿原8号煤层的综放工作面长度为90m。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，3104综放工作面倾斜长度确定为120m。三、采煤机截深按照有关文件精神，芦子沟煤矿为了实现一井一面，矿井布置一个综采面和两个掘进面达到年产120万t。由于工作面要求实现高产高效，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、3104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。芦子沟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：3104综放工作面采厚平均厚7.92m，最厚为8.52m，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。根据芦子沟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：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 4.26m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5473KN，因此现有ZF6000/18/31液压支架（6000kN）完全适合3号煤层。由于3104综放工作面前、后部输送机的电机和传动装置采用平行布置方式，将工作面普通放顶煤液压支架摆放到输送机的机头、机尾处，难以满足设备的几何尺寸配套要求。综放工作面长120m，输送机采用双电机，因此在综放工作面上、下端头的机头处各布置3组过渡支架。选用ZFG6400/18/31H过渡支架为反四连杆架型，额定工作阻力为6400kN；后部结构为大尾梁铰接小尾梁加插板，后部空间大，可实现放煤功能。（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，芦子沟煤矿3104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120m；Ls刮板输送机弯曲段长度，25m；Lm采煤机两滚筒中心距，12.15m；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3104综放工作面长度120m，3396t/d，114m，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600kW（切割功率500kW）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MGTY250/600-1.1电牵引采煤机，其主要参数如下：采高范围：2.03.5m；机面高度：1548mm；煤层倾角：16；供电电压：1440V；总功率(kW)：600kW截割部功率（kW）：2250牵引电机功率（kW）：240泵站功率（kW）：20kW摇臂摆角：上：32.1，下：23.13。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：1.584HZ；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：6080mm；摇臂回转中心距：7630mm；摇臂在水平位置时的滚筒中心距：11958mm；最大不可卸的主机架外形尺寸：450513501483mm；滚筒直径：1800mm；最大卧底量：300mm；整机重量：47t。（三） 前后部输送机后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。3104综放工作面长120m，日进尺为3.2m时，取=1.12m/min，则：式中 采煤机平均循环割煤时间，min；则： 式中 工作面平均放顶煤循环时间，min；沿工作面平均放煤速度，m/min；工作面放顶煤的长度，114m；0.75m/s因此与采煤机落煤能力相配套的工作面平均放煤能力为：=219t/h式中 工作面平均放顶煤能力，t/h；放煤步距与采煤机截深之比，一采一放时m=1；放出顶煤的含矸率，取10%；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输送机能力：=296t/h后部输送机选型根据计算选用中部槽为764mm的刮板输送机，电机功率为2502kW，具体参数如下：SGZ764/2502型输送机主要技术参数如下：设计长度：120m；输送能力：800t/h；中部槽规格（长内宽高）：1500764222mm；中部槽型式：铸造焊底刮板链速：1.1 m/s；圆环链规格：22692mm；装机功率：2502kW；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货载每米重力，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250kW，因此所选刮板输送机功能2502kW完全能够满足工作面年产112万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112万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120m，日进尺3.2m时，采煤机平均落煤能力为203t/h，平均放煤能力为245t/h，则转载机生产能力：转载机选型根据3号煤层3104面得开采要求，按照转载机的运输能力的计算，矿井现有的SZZ764/160型整体焊接箱式结构桥式转载机能够满足要求。SZZ764/160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：50m；输送能力：1000t/h中部槽规格：槽内宽764mm；装机功率：160kW；刮板链速度：1.3m/s；圆环链规格：22692mm；（五）破碎机和胶带输送机破碎机选用现有的PCM132型锤式破碎机（山西煤矿机械制造有限责任公司生产并与SZZ764/160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。芦子沟煤矿综放工作面运输顺槽长约1200m。根据工作面生产能力，选用与转载机相配套的SSJ1000/1602伸缩型强度胶带输送机。SSJ1000/1602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)：1000功率(kW)：2160运输距离：1200m（六）乳化液