第四章 采区布置及装备.doc

山东省 巨野矿区 郓城矿井初步设计 第四章 采区布置及装备 第四章 采区布置及装备第一节 采煤方法及设备选型一、开采技术条件1、构造井田构造属中等偏复杂。矿井初期开采范围为：西起八里庄断层，东至井田边界-1200m以上煤层赋存区；北起3950000纬线附近，南至3944000纬线附近。南北长平均约5.6km，东西平均宽约2.6km，面积约为14.7km2。区内构造复杂程度是井田内最简单处，除局部属中等外，大部比较简单。采区内除边界断层外，另有断层18条，其中两条为逆断层，其余为正断层，落差大于30m 的4条，落差020m的8条，落差010m的6条。断层走向基本为南北向，主要集中在北部穹隆露头处。宽缓的褶曲构造亦较发育。一采区内共施工18个钻孔，除10.12km2进行了三维地震勘探外，其余进行了二维地震勘探。2、煤层初期投产的一采区内赋存有2、3（3下）煤层，仅在采区中部局部赋存有2煤层。煤层倾角平缓，大部采区域515。（1）2煤层：煤层厚度0.851.24m，平均厚度1.00m。可采区域位于工业场地以北，穹隆露头以南的东西狭长的条带，可采面积约11.5km2，设计可采储量881.6万t。（2）3（3下）煤层：煤层厚度3.857.71m，平均厚度6.48m。全区分布，可采面积约14.7km2，可采储量8296.8万t。采区内煤层赋存稳定，结构较简单，煤层厚，煤层生产能力大，适合放顶煤机械化开采。3（3下）煤层采区可采储量为8296.8万t，服务24.6a，加上2煤层配采，一采区服务年限27.3a。3、煤层顶、底板岩性（1） 2煤层2煤层直接顶上部以粉砂岩、泥岩为主，局部见中、细砂岩。粉砂岩、泥岩强度指数30MPa，局部地段30MPa，属中等稳定岩体。2煤层直接顶以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，厚0.7210.61m，仅216孔为中砂岩，局部见有泥岩伪顶。直接底以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，厚0.799.48m，局部见有细砂岩底板及泥岩伪底。粉砂岩、泥岩强度指数1540MPa，中、细砂岩强度指数一般3060MPa。（2）3（3下）煤层3(3下)煤层直接顶上部以中、细砂岩为主，局部见粉砂岩、泥岩。砂岩的抗压强度试验值为75.9175.2MPa，数字测井强度指数在3080MPa，属中等稳定岩体；粉砂岩、泥岩强度指数多数为3060MPa，属中等稳定岩体。底板直接底以中、细砂岩为主，局部为粉砂岩、泥岩，中、细砂岩岩组抗压强度66.477.1MPa，强度指数4060MPa，局部60MPa，属中等稳定稳定岩体。粉砂岩泥岩，强度指数一般30MPa，局部30MPa，属不稳定中等稳定岩体。3(3下)煤层直接顶、底板特征如下：顶板以泥岩、砂质泥岩及粉砂岩为主，中、细砂岩次之，局部为岩浆岩，厚0.7531.52m。底板以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，中、细砂岩次之，偶见岩浆岩，厚0.7410.30m，见有泥岩伪底。直接顶、底板中砂岩、细砂岩强度指数为3559MPa，粉砂岩、泥岩强度指数2042MPa。4、其它开采条件全区非煤系地层的平均地温梯度2.63/100m，煤系地层平均地温梯度3.57/100m。本区平均地温梯度3.01/100m，属地温梯度异常区。一采区3(3下)煤层地温在4155.91，处于二级高温区。2、3上煤层属不易自燃发火；3(3下)煤层属不易自燃自燃发火煤层。各煤层均具有煤尘爆炸危险性，瓦斯含量低。二、采煤方法和采煤工艺的选择（一）主要技术原则根据初期采区开采技术条件和国内外采煤技术的发展，选择采煤工艺主要考虑了以下原则：1、与煤层赋存条件相适应，有利于提高工作面单产，实现矿井生产的集中化，以达到矿井高产高效的目的。2、依靠科技进步，采用国内外新技术、新工艺、新设备、新材料，大力提高采煤机械化水平，降低工人劳动强度。3、简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率，采区巷道尽可能全煤巷布置，降低生产成本。4、保证矿井安全生产，有效地防止煤层自然发火和其它灾害，有利于降低井下环境温度，为工人创造较舒适的井下工作条件。5、提高资源回收率，减少资源损失。（二）采煤方法选择与比较本井田主采3（3下）煤层为厚煤层，大部采区域适合综合机械化开采，属较稳定煤层，断层走向以近南北向为主，将煤层切割成宽度不等的长条块段，具有一定的规律性。为适应断层构造的变化，适合采用走向长臂采煤法。根据上述原则及初期采区开采技术条件，参照国内外厚煤层的开采和邻近矿区的高产高效生产经验，设计根据煤层赋存情况，对2、3（3下）煤层分别提出如下采煤方法：1、2煤层：一采区仅中部有所分布，呈长条型，面积较小，煤层薄，设计采用薄煤层采煤机综合机械化回采工艺。2煤层与3煤层相距36m，2煤层处于3煤层开采的裂隙带内，对其开采方式设计考虑了上行和下行2个方案，为确保煤炭资源的合理开发利用，安全生产，根据目前状况设计建议在开采2煤赋存区域时，以下行开采为主，但在开采3煤层时，必须作好防火、防水工作，避免2煤层采空区积水进入3煤层采煤工作面。随着山东新汶矿区2煤层、4煤层上行开采的成功和兖矿集团上煤层处于下煤层开采裂隙带内上行开采试验的进行，届时可根据其经验确定2、3煤层上、下行开采方式。2、3（3下）煤层：全区赋存，煤层厚。设计提出走向长壁综采放顶煤和分层综采两种采煤方法。综采放顶煤采煤法自1984年工业性试验以来，经过不断的探索和攻关，得到迅速的发展并取得巨大成功，形成了一套以综放技术为主导的生产技术和相关技术完整的开采体系，达到世界领先水平。与本矿井邻近的兖矿集团在发展和使用综采放顶煤开采技术上，更是有着丰富的生产和管理经验。目前已实现了一矿一面或两面达到年产4.57.0Mt的高效集约化生产的格局。例如2001年兖矿集团综放产量近30.0Mt，占综采产量90以上，其中有两个综放队达到5.0Mt以上（兴隆庄矿综放队5.2Mt/a，东滩矿综放队5.5Mt/a）。2002年有两个综放队达到6.0Mt以上（兴隆庄矿综放队6.4Mt/a，东滩矿综放队6.1Mt/a）。走向长壁综采放顶煤采煤法与分层综采采煤法相比，具有下列优点：1、对于煤层厚度变化大以及过小断层有较强的适应性；2、生产集中化程度高，所需占用的设备数量较分层开采成倍减少，设备成本及维修费用显著降低；3、由于放顶煤开采工作面的一次开采厚度大，从而大大减少了工作面设备安装、拆卸与搬家的次数，缩短了工作面的非生产时间，工人的作业环境条件相对稳定，有利于安全生产和稳产高产；4、综采放顶煤开采，回采巷道掘进量小，掘进费用低，缓和了采掘接续关系；5、回采工艺简单，材料消耗量省，减少了分层开采铺设金属网工序。顶煤靠自重压力破落，节省了电耗；6、避免了多次采动煤层形成裂隙而漏风，对防止煤层自燃极为有利；7、提高了煤炭的块煤率，提高了煤炭的售价；8、生产人员少，工效高，成本大大降低。综上所述，设计推荐采用走向长壁综采放顶煤采煤法。三、建筑物下采煤1、首采区地面村庄情况根据现有资料，初步统计井田内村庄个数为83个，首采工作面需要搬迁3个村庄（唐店、李楼、李河涯）。2、地表塌陷预测本井田含煤层上覆有巨厚的新生界地层，初期集中开采2、3（3下）煤层，开采后塌陷深度在6m左右，设计采用地表移动与变形计算及绘图系统软件预测，在83个村庄中，最终达到III级破坏的村庄有11个，II级破坏的村庄有16个，其余为I级破坏。按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程有27个I级破坏的村庄可以不搬迁，但由于地表水位高，工作面开采前，村庄均需要搬迁。四、回采工作面设备选型综采工作面的设备选型和三机配套是实现矿井高产高效的根本保障，因此根据初期采区的开采条件和兖州矿区“九五”攻关综放设备配套经验和成果，使采掘运设备大功率化、重型化、可靠化，并全面实现采煤和放顶煤自动化。（一）回采工作面采煤、运煤设备1、双滚筒可调高采煤机选用机载交流变频调速、无链电牵引大功率采煤机，采高2.03.5m，截深800mm，滚筒直径1.8m，牵引速度015m/min，电机功率930kW，电压3300V。2、前部可弯曲刮板输送机输送能力为1800t/h，槽宽960mm，功率2375kW，电压3300V，长度220m。3、后部可弯曲刮板输送机输送能力为1800t/h，槽宽960mm，功率2375kW，电压3300V，长度220m。4、转载机转载能力为2200t/h，功率375kW，电压3300V，长度60m。5、破碎机破碎能力2200t/h，功率200kW，电压3300V。6、顺槽可伸缩胶带输送机铺设长度25003300m，首采面铺设长度2600m。采用两条胶带输送机搭接，带宽1200mm，输送能力1800t/h，带速4m/s,每部功率4400kW，电压1140V。（二）液压支架本矿井3（3下）煤层顶板以中、细砂岩为主，属中等稳定顶板，根据本矿井具体情况结合兖州矿区的经验，液压支架选用四柱支撑掩护式支架。1、放顶煤液压支架的类型选择综采放顶煤液压支架依据放煤口位置不同，可分为高位、中位及低位三类。高位放顶煤支架属单输送机、短顶梁、掩护梁开窗掩护式支架，由于该架型放煤口较高，而且朝工作面输送机内放煤，煤尘较大，支架顶梁较短，容易出现架前顶煤放空而造成支架失稳或移架困难。中位放煤液压支架是一种双输送机运煤、掩护梁上开放煤口的支撑掩护式液压支架，支架的结构型式多数以单铰取代四连杆结构，增加了支架的整体稳定性和后部工作空间。该支架相对低位放煤支架，具有放煤口小，掩护梁不能摆动，二次破煤能力差，架间三角煤放不下来，易发生大块煤堵塞现象，煤炭回收率低等缺点。低位放顶煤液压支架也是一种双输送机运煤的支撑掩护式液压支架，该类支架有一个可以上、下摆动的尾梁，用以松动顶煤，并维持一个落煤空间；梁中间有一个液压控制的放煤插板，用于放煤和破碎大块煤。该类支架具有下列优点：（1）放煤在支架后下方，放煤效果好，煤尘小。（2）后输送机外运煤炭顺利，一般不需要清理后方浮煤。（3）支架尾梁可以摆动，以利提高顶煤的回收率。由于低位放顶煤支架优势明显，在放顶煤工作面，特别是缓倾斜煤层放顶煤工作面普遍采用，并取得了良好的经济效益，因此设计推荐采用低位放顶煤液压支架，并采用电液程序控制液压支架和放煤工艺，提高移架、放煤速度及放煤效果，提高自动化程度。2、支架高度及工作阻力的确定支架高度：原煤炭工业部颁布的综合机械化放顶煤开采技术暂行规定中指出，机采高度一般不小于2.5m。本设计推荐液压支架的结构高为1.83.5m。支架工作阻力：根据我国十几年来放顶煤开采的实践和理论总结，支架工作阻力的确定采用以下两种方法：(1）动载系数法Pc=Ptkk1 式中：Pt实测支架的时间加权平均工作阻力，根据兴隆庄矿实测，Pt取3302kN；K动载系数，根据兴隆庄矿实测取1.33；K1安全系数，取1.2。则支架工作阻力为：P33021.331.25271kN/架(2）按支架工作阻力分布规律确定在实际开采过程中，支架在一个生产循环内所受到的顶板压力是不均匀的，根据实测工作阻力基本属正态分布。Pc=Pt2式中：Pt实测支架的时间加权平均工作阻力；实际统计均方差，一般取600kN/架；Pc=3302+2600=4502 kN/架。根据国内综放工作面生产经验，在相同的地质条件下，工作面正常推进时，综放工作面支架工作阻力仅达到设计计算值的50左右，综合上述计算，针对本矿井煤层埋藏比较深，地压较大的特点，设计既要考虑工作面正常推进，又要预计到各种不利因素，因此设计推荐支架工作阻力7000kN/架，其初撑力为工作阻力的80，支护强度为0.95MPa。每架支架重量约23t。液压支架中心距1.5m，工作面使用143架，备用15架。3、过渡支架低位放煤过渡支架有四连杆摆动伸缩尾梁插板式和反四连杆摆动尾梁伸缩支撑装置式两种。前者后部空间高于基本架0.5m左右，后者高出0.6m左右。其具体选型，与放煤支架统一考虑，推荐支架工作阻力为7200kN/架。工作面配备4架。4、端头支护工作面端头位于工作面和顺槽的连接处，是行人、运输和通风的必经之地，多种设备的汇集处，也是工作面支护和巷道支护的交叉地带，端头处条件复杂，位置重要。由于目前综放工作面端头支架使用效果不佳，端头支护采用铰接顶梁配合单体液压支柱支护。工作面配备QDZ-3150型单体液压支柱300根，其支撑高度为2.33.15m，工作阻力250KN。第二节 采区及工作面布置一、初期采区位置的选择根据矿井开拓部署和煤层开采条件，以及我国煤炭开采技术和发展趋势，初期在一采区即工业场地东侧布置首采工作面，形成一矿一面高效集约化生产的管理模式。主要理由如下：1、煤层开采条件优越，适宜高效集约化开采。一采区位于南北大巷东侧，3煤层赋存稳定，倾角相对较平缓，一般515左右；煤层厚度3.857.71m，平均厚度6.48m，煤层顶底板较稳定，适宜采用高效能综采放顶煤技术集约化开采。2、技术装备先进可靠。采区及回采工作面均采用国内外比较先进的技术和装备。如回采工作面采用国家“九五”攻关综放面成套装备和工艺技术；辅助运输采用架线电机车及无极绳运输系统；配备了强力大运量胶带输送机、采掘工作面的降温系统、综合防火防尘系统以及矿井环境监测监控系统，为矿井高效集约化生产提供了可靠的技术装备保障。3、矿井初期布置一采区集中开采，使矿井初期生产系统大为简化，井巷工程量少，投资省，全员效率明显提高，经济效益十分显著。该采区设计回采工作面长度220m，沿走向连续推进长度可达20002300m左右，除个别条带受断层构造影响外，其它条带服务年限均在一年以上，为充分发挥综采工作面高产高效优势创造了必要的开采技术条件。实现矿井高产高效集约化生产是现代煤炭开采技术发展的必然趋势。我国以综采放顶煤技术为核心的煤炭开采技术已处于世界领先水平。本矿井初期采区开采条件优越，技术装备先进可靠，具备实现一矿一面高效集约化生产的充分和必要条件，矿井年产2.4Mt/a是可行的、可靠的，并有一定的增产潜力。二、投产采区及工作面布置根据开拓部署一采区即为投产区，出工广煤柱后可直接由石门开掘中部车场及顺槽布置条带布置回采工作面，工程量及环节少，工期短。投产及接续采区特征详见表4-2-1。表4-2-1 投产及接续采区特征表采区名称走向长度(km)倾斜长度(km)面积(km2)煤层厚度（m）煤层倾角（）可采储量（万t）服务年限（a）备注一采区5.62.614.76.485159178.427.3投产采区二采区4.81.710.45.863146099.218.2接续采区投产工作面布置在靠近西侧工广煤柱的第一条带。工作面长度为220m，工作面推进长度为2400m。由于投产工作面回采结束后，下山系统预计未形成，因此接续工作面为向西隔一个条带的第一条带，如果首采面回采结束，下山系统已经形成，接续工作面应布置在东部，以减少孤岛煤柱的数量。工作面布置见图4-2-1；投产工作面特征见表4-2-2。表4-2-2 投产工作面特征表开采煤层采煤方法平均采高（m）工作面长度（m）工作面推进长度（m）年生产能力(万t)工作面可采储量(万t)工作面开采时间(月)3综放6.572202400240401.020三、回采工作面参数选择1、工作面参数工作面长度220m，推进长度2400m左右。 综放采高3.0m，一采区内放高平均3.48m，采放比1:1.16。2、回采工作面接续矿井投产后，加快一采区中部2煤层的开采，以实现一采区下山南北两侧工作面跳采，各工作面尽可能采用顺采方式，以减少孤岛工作面个数。3、回采率根据目前国内综放开采的实际回采情况，煤炭损失约为12，则工作面回采率为88，同时考虑到其它不可预见因素，工作面回采率按85设计。4、工作面顶板管理方式3（3下）煤层顶板比较稳定，工作面采用综采放顶煤开采，顶板管理采用全部陷落法。5、矿井生产时主要材料消耗指标根据本矿井采掘机械化程度，结合邻近矿井生产实际，本矿井主要材料消耗如下：（1）坑木：2m3/万t（2）火药：150kg/万t（3）雷管：300个/万t第三节 综放工作面生产技术保障系统一、工作面及设备能力保障1、工作面生产能力核算根据煤矿现行工作制度，设计确定工作面采用“三八”工作制，其中两班生产，一班检修，每个生产班割煤3刀，放煤3次，日进4.8m，则工作面总体能力可达到：Q年=(Q年采+Q年放)= L面长B截深H采高Y容重k回采率N班数n次数 M天数+L面长B放H放Y容重k放N班数n次数M天数式中：Q年年产量，t； Q年采年割煤产量，t； Q年放年放煤产量，t； L面长工作面长度，220m； B截深采煤机截深，0.8m； B放工作面放煤步距，0.8m； H采高采高，3.0m； H放 放顶煤厚度，3.48m； Y容重煤容重，1.36t/m3； k回采率采煤机割煤回采率，取0.95； k放放顶煤回采率，0.7； N班数每天生产班数，2班； n次数每班割、放煤次数，3次； M天数年工作天数，取300天。 Q年=2200.83.01.360.95323002200.83.481.360.732300123105228（万吨）经计算，在现行作业方式下，工作面年产量为228万t，加上掘进出煤约18万t，足以保证矿井240万t/a以上原煤生产能力。2、工作面设备能力核定（1）采煤机割煤能力采煤机的割煤能力在采高和截深确定的情况下将主要决定于采煤机的牵引速度。本工作面采煤机采用端部斜切进刀双向割煤方式，往返一次割两刀，放两次。往返一次循环时间：T=2(Tx+Th+Tg)+Txd+Tsd+Tfd其中：Tx=(L1+L2)/Vx Th=(L1+L2)/Vh Tg=(L-L1)/Vg式中：T循环时间，min; Tx斜切进刀时间，min; Th往返割煤时间，min; Tg割煤时间，min; Txd下端头影响时间，取30min; Tsd上端头影响时间，取10min; Tfd上下两端放煤影响时间，取25min; L工作面长度，220m; L1两滚筒回转中心距离，13m; L2刮板输送机弯曲段长度，取30m； Vx采煤机斜切进刀速度，取5m/min； Vh返回割煤速度，取5m/min； Vg-采煤机平均割煤速度，取7m/min；经计算，Tx=(13+30)/5=9 min; Th=(13+30)/5=9 min; Tg=(220-13)/ 7=30 min; T=29+29+230+30+10+225=186 min从计算可看出，平均割一刀用时间93min，因此当采煤机割煤平均速度达到7m/min以上时，每个生产班割煤3刀是有保证的，此时生产班采煤机开机率为：K=3(Tx+Th+Tg)/480=30%设计所选电牵引采煤机割煤牵引速度为0715m/min，完全可以满足工作面产量要求。（2）液压支架支护能力参照与该工作面煤层地质条件相似的邻近矿区液压支架支护参数，以及根据高产高效高可靠性的总体要求，设计选定工作阻力7000kN均大于邻近矿区支架实测阻力，不仅提高了液压支架的整体适应性，减少支架主要受力构件的损坏，也有利于提高综放成套设备的可靠性和开机率，对保证工作面产量较为有利。（3）前部刮板输送机运输能力前部刮板输送机主要运输采煤机的截割煤炭，因此应满足采煤机的割煤能力要求。采煤机平均割煤能力：Qg=60B截深H采高Y容重Vgk式中：Qg-采煤机平均割煤能力，t/hQg=600.83.01.3670.95=1302 t/h取采煤机割煤速度不均匀系数1.2，则采煤机最大割煤能力为1562t/h。前部刮板输送机的运输能力为1800t/h，可以满足采煤机割煤能力要求。（4）后部刮板输送机能力高产高效工作面采煤机割煤与放顶煤工序应最大限度地平行作业，因此后部刮板输送机应满足放煤要求。由于推拉输送机头尾时必须停机，放煤循环时间应减去上、下端头作业影响时间。往返一次循环时间：Tf=T-2Tfd式中：Tf放煤循环时间，minTf=186-225=136 min即平均一次放顶煤时间68min。平均放煤能力：Qf=60qf/（Tf/2）式中：Qf平均放煤能力，t/h; qf放一次煤产量，t。则平均放煤能力：Qf=60(2203.480.80.71.36)/68 =514t/h考虑1.4的放煤流量不均匀系数和1.2的含矸系数，则后部刮板输送机的最小能力应为：Qh=1.41.2514=864 t/h后部刮板输送机的运输能力为1800t/h，可以满足放顶煤能力要求。（5）转载机转载能力转载机的转载能力，应能满足综放工作面前后两部输送机同时卸载的要求，根据经验，转载机能力计算如下：Qz=Qg+Qf=1302+864=2166 t/h设计转载机输送能力为2200t/h，可以满足能力要求。（6）破碎机破碎能力破碎机破碎能力为2200t/h，与转载机配套，可以满足破碎能力要求。（7）顺槽可伸缩带式输送机根据实际生产经验，顺槽可伸缩带式输送机输送能力1800t/h，即可以满足配套要求。二、工作面的地质条件保障针对本矿井的具体条件，地质保障系统包括查明10m左右的断层，解决煤层分叉与合并、煤层厚度变化、火成岩侵入、煤层顶底板水文地质条件和力学性质等一系列地质问题，是以地质量化预测的物探技术为先导，钻探、巷探等基础地质手段加以配合，同时依托计算机技术实现生产地质工作的动态管理。其工作模式可分为三个层面：井田范围主要可采煤层开采地质条件评价、采区采前地质条件勘查和综采工作面地质条件超前探测。本井田在地质勘探阶段，采用以地震为主，钻探、测井及采样测试等手段密切配合的综合勘探方法，对地层、构造、煤层、煤质、水文地质和其它开采技术条件的勘探研究程度已达到拟建大型矿井勘探工作程度要求。在初期开采的10.12km2的范围内采用500500m的三维地震测线，基本查明了落差大于10m的断层，所查出的断层均达到可靠、较可靠的程度，为综放工作面高产高效奠定了坚实的基础。建议在综放工作面安装或开采前，利用槽波地震勘探手段，查明工作面内落差大于1/2煤厚的断层，为工作面连续开采提供地质保障。三、主要综采设备保障系统1、电牵引采煤机工况监测及故障诊断系统设计要求电牵引采煤机采用以计算机为核心的工况监测及故障诊断系统，配合多种传感器（电压、电流、牵引力、位置、方向、流量、压力、速度、温度等）来准确描述采煤机的状态，实时掌握采煤机工况，及时发现非正常运行状态，保证采煤机开机率。2、液压支架系统的状况监测设计要求液压支架采用电液控制，利用计算机配合压力传感器控制电液阀组，实现定压双向移架或成组程序自动移架，避免对顶板和支架产生冲击负荷，提高移架速度。主要包括支架及顶板状态信息的自动采集系统和支架液压系统的健康诊断。3、工作面刮板输送机自动监控技术为保证刮板输送机的平稳、安全、经济、高效运行，设计要求必须对刮板输送机启、制动过渡过程、运行状态及性能进行合理的调节和控制，实行可控软特性启动与制动，延长启、制动时间，减小速度变化率及其引起的动载荷，改善输送机的运行条件，使驱动装置、牵引构件及张紧装置的负载能力与强度得到充分利用，达到最佳的技术状态和经济效果。主要包括启动与关停过程控制、双速电动机驱动、运行状况监测和刮板输送机自动调直系统。4、“油磨屑”监测主要对采煤机零部件磨损工况的实时分析与监测，其系统又称计算机辅助磨屑分析与管理系统，以油液中的磨屑为主要分析对象，基于多种油液分析手段，利用磨屑群理论、多媒体技术、数据库技术、数字图像处理技术及模式识别理论，实现对显微镜下磨屑图像的处理和数据档案的管理。以上系统均可与矿井的安全集中监测监控系统、带式输送机安全生产监控系统、矿井电网智能监测与安全保障系统、矿井通风安全保障系统、井上下的通信系统、工业电视监测系统以及计算机网络系统结合，构成煤矿综合的生产调度指挥系统，作为高产高效工作面开采的综合技术保障。第四节 综放工作面回采工艺一、采高3.0m作为主采高度，2.8m、3.2m作为辅助测试采高，采3.0m，放3.48m，采放比为1：1.16。二、采放工艺采用一刀一放，分段采放平行作业。1、落煤：采用双滚筒电牵引采煤机割底煤，支架尾梁插板伸缩、摆动放顶煤的综合落煤方式。2、进刀方式：采用端部斜切进刀、中部进刀两种方式试验适合一刀一放、采放平行、高产高效、易于顶煤控制的进刀方式。3、装运煤：采煤机与前运输机装底煤、后部输送机装顶煤。4、移架：采用跟机拉架支护方式，本邻架操作，先降后移，带压擦顶移架。移架滞后采煤机滚筒35架追机作业，顶板不好处可紧跟采煤机滚筒后停机移架或拉超前架，移架步距0.8m。5、推前运输机：移架后1520m推前运输机，推移弯曲段不小于15m，推移步距0.8m。6、放顶煤：采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式，并根据不同进刀方式确定。7、拉后运输机：采用单向顺序进行，且滞后放煤口1520m。8、放煤顺序采用两轮顺序跟机放煤，根据液压放煤速度测定，当每小班组织2.53个循环时，必须同时开启2个放煤口，要求至少2人同时放煤；当每小班组织3.54个循环时，必须同时开启3个放煤口，要求至少3人同时放煤。放煤工一主一副，第一轮为主放煤工，第二轮为副放煤工，二者间距不小于5组支架，一般10组支架，打时间差。第一轮滞后移架10组跟机放煤，一般循环放煤时间5060s/架，第二轮滞后第一轮5组支架放煤，并补放，见矸就停。当顶煤不冒时，可放松动炮。放煤范围：初次顶煤冒落前、停采前10m不放煤，铺双网、挂钢丝绳为撤面创造条件。第五节 采区巷道布置一、巷道布置根据矿井的开拓方式，一采区工作面可沿初期开凿的三条石门和沿煤层布置的三条下山布置。顺槽胶带输送机与胶带输送机直接搭接，不设溜煤眼，辅助运输顺槽与辅助运输大巷采用平、甩车场直接联系。二、工作面顺槽布置根据采区巷道布置，考虑了以下几种方式：（1）单巷布置，沿空掘巷服务下条带；（2）双巷布置，留宽煤柱，单巷服务下条带；（3）三巷布置，留宽煤柱，双巷服务下条带。第一种布置属无煤柱开采方式，间隔开采沿空掘巷可以提高煤炭回收率，有利于防止煤层自然发火，且采区内的采掘工作可以互不影响，有利于沿空巷道的掘进和维护，况且所有顺槽都是随采随废，巷道维护工作量小，该方式在兖州矿区已普遍采用，积累了成熟的经验。第二种布置，为留设条带煤柱方式，其主要特点是可以实现快速掘进，满足高产高效综采工作面回采接续的要求，其中一条顺槽可以疏排采空区积水和向采空区实施防灭火措施并作为下条带的上顺槽二次使用，有利于人员通行、顺槽事故的抢救和高温矿井的长距离掘进。但煤柱损失较多。第三种布置与第二种同属一类型，是目前国外和国内部分高产高效综采工作面采用的布置方式，该方式有利于大型高产综采和设备运输、安装、维护、更换和移动。端头便于管理，占用辅助工时少，安全状况得到改善，有利于长距离煤巷掘进和人员通行及顺槽事故抢救，但井巷工程量太大，煤柱损失多，位于中间的顺槽受深部集中压力影响，难以维护。经综合分析并兼顾矿井生产期间的实际情况，设计在移交投产的采区顺槽采用单巷布置，待施工和生产过程中，对深部地层地压掌握具体数据后，可采用其它布置方式。 第六节 井巷工程量根据设计确定的开拓布局、井底车场巷道及硐室、主要巷道和采区布置，全矿井设计的井巷工程量为16873.66m/412301.95m3，其中井筒2778.4m/189779.73m3，井底车场巷道及硐室2486.16m/48428.8m3，主要运输巷及回风巷3990m/72922m3，采区巷道6765m/90557.6m3，排水系统695.6m/8447.32m3，供电系统158.5m/2166.5m3。矿井万吨掘进率为70.3m。井巷工程量中煤巷 5325m，占井巷工程量的31.6%，井巷工程量的构成分项见表4-6-1。表4-6-1 投产时井巷工程量表 序号项 目井 巷 工 程 量长度 (m)体积 (m3)1井筒2778.40189779.732井底车场及硐室2486.1648428.83主要运输巷和回风巷3990.072922.04采区6765.090233.65排水系统695.68447.326供电系统158.52166.5合计16873.66412301.95第七节 巷道掘进及支护一、掘进工作面个数为了保证矿井开拓、准备及回采工作面的正常接替，设计共配备4个掘进工作面，其中下山2个，接续工作面顺槽2个。巷道基本上沿煤层掘进，因此配备4套综合机械化作业线，备用一套普掘设备，用于中部车场和联络线施工。回采工作面与掘进工作面之比为1:4。二、掘进机械配备1、综掘设备装备综合掘进机、胶带转载机、可伸缩胶带输送机、局部扇风机、单体锚杆机及喷浆设备等机械化作业线。设备选型如下：掘进机：定位截割高度5.1m，定位截割宽度6.5m，装载能力240t/h，功率315kW，电压1140V；桥式胶带转载机：运量240t/h，功率8kW，电压660V；可伸缩胶带输送机：带宽1000mm，运距1300m，运量240t/h，功率2355kW，电压10kV；单体锚杆机：耗风量33.4 m3/min，风压0.560.70Mpa。局部扇风机：顺槽掘进选用对旋风机，风量7501150 m3/min，功率255kW，电压660V。下山掘进选用对旋风机，风量260630 m3/min，功率230kW，电压660V。三、巷道支护本矿井煤层埋藏深，一般在7501200m之间，矿井初期开采深度一般在-800-1000m。国内外矿井的生产实践表明：随着开采深度的增加，逐渐出现了深部巷道地压的