采煤工艺课程设计

1、前 言此次设计主要根据已知灵东煤矿某采区资料以及所学习的采矿学知识，为某采区进行采取设计。此次设计的主要方面是根据已知资料设计回采工艺，设备的选型，以及实现各工序方案的机械化、连续化与自动化。指导思想就是基于采矿学知识和我们经过实习对矿井的认识。设计的内容为一个采取的巷道布置形式，回采工艺的选择，以及在采煤工作面的设备选择。这次设计的特点是煤层厚，赋存条件稳定，采用中分层放定煤采煤法，机械化程度高，矿井的整体作业条件良好。此次设计重点要说明的问题是回采工艺方面，包括进刀方式，支护形式，以及顶底板管理和劳动组织形式。并且绘制基本设计图，如采区明面图和循环图标等。第一章 采取概况1.1地理位置、境

2、界、尺寸和面积采区地理位置位于一水平的2-1煤层，井田东西倾斜宽3.80km，南北走向长7.30km，井田面积27.80km2。井田北部边界地面分布有村庄、国道和铁路等建（构）筑物。居民分布集中，范围较大，动迁可能性较小，设计按留设煤柱考虑，如果该区域采取不动迁村庄情况下回采，可采用保护性房柱式采煤法或充填采煤法，但必须在局部试验成功后再推广使用。村庄煤柱以外区域，地面无保护设施，适合长壁垮落采煤法或放顶煤采煤法。1.2瓦斯含量及矿井瓦斯等级，煤的自燃性。煤尘爆炸的可能性，是否煤和瓦斯的突出，（一）瓦斯21煤瓦斯含量为0.30ml/g，3煤瓦斯含量为0.30ml/g。根据井筒检查钻瓦斯鉴定资料

3、，L3孔21煤瓦斯含量总计为0.53ml/g，3煤瓦斯含量总计为0.52ml/g。因此，本井按低瓦斯矿井设计。（二）煤尘根据6个褐煤层、3个长焰煤层的煤尘爆炸测试结果，均有爆炸性。与本井邻近生产矿井爆炸指数为42.9%，具有爆炸危险性。因此，本井煤尘有爆炸危险性。（三）煤的自燃与本井邻近生产矿井21煤和3煤属容易自燃煤层。根据井田内着火点的测试结果，312煤还原样燃点为315°C，其余煤层均小于305°C。故本井21、22、312、3煤属容易自燃，自燃发火期为16个月。1.3采区地质储量、可采储量、设计生产能力、服务年限其中2-1煤资源储量563.91Mt；设计可采储量29

4、5.99Mt；设计生产能力3Mt/a；服务年限为100.6年。1.4矿井工作制度矿井设计年工作日330d。每天四班作业，其中三班生产，一班准备及检修。每天净提升时间按16h。1.5井筒形式、出口及主要用途采用立斜井开拓形式，副井用于提升人员和设备，主井用于提升煤炭。采用中央并列抽出是通风方式，用一个风井。1.6设计采区的形式、巷道布置、现有采购生产能力和同时生产工作面个数。矿井采用一井一面生产形式，根据井田构造形态、煤层赋存情况、井口位置选择、主运输方式、辅助运输方式和工作面回采方向等因素综合考虑，如果大巷沿煤层走向布置，采煤工作面需俯斜开采，工作面涌水将紧随工作面，工作环境差，工作面设备始终

5、位于水中，影响设备性能和产量，综合分析，设计推荐大巷沿煤层倾斜布置，其优点是工作面推进长度长；搬家次数少；走向长壁开采，便于井下排水、通风、运输和行人。因此，一、二水平运输、轨道和回风大巷均沿煤层倾斜布置，为避免联络巷道交叉，平面上回风大巷、带式输送机和轨道运输大巷间距为60m；立面上轨道巷和带式输送机巷沿煤层底板(留1m煤皮)布置，回风巷沿煤层顶板（留1m煤皮）布置。1.7采煤方法、回采工艺的主要类型、开采顺序、上下煤层间在开采上相互影响的程度。采煤方法采用分层综放采煤法，本着“先浅后深、先易后难、优劣配产”的原则。在同一煤层内中，矿井初期先投产距工业场地最近、勘探程度最高、煤层最厚、赋存条

6、件最好的西采区，由近及远逐渐接续工作面；层间原则上采用下行、扒皮、分层开采顺序。回采工艺主要类型为综放。第二章 采区地质概况2.1采区内可采煤层数、厚度、间距、倾角、走向、倾斜及其变化情况，煤层自然发火期、煤层顶底板的岩性、厚度、稳定性及对采掘的影响本井田位于扎赉诺尔含煤盆地中部，为一宽缓不对称向斜构造，其轴向主要呈北20°东方向，北端向东偏转轴向2530°，两翼地层倾角均较平缓，西翼略陡，一般35°，浅部有时可达7°，东翼略为平缓，一般23°，浅部有时可达5°。矿井21煤和3煤属容易自燃煤层。根据井田内着火点的测试结果，312煤还原

7、样燃点为315°C，其余煤层均小于305°C。故本井21、22、312、3煤属容易自燃，自燃发火期为16个月。 表211 可 采 煤 层 特 征 表煤层编号煤层厚度最小最大平均(m)煤层可采厚度最小最大平均(m)煤 层结 构夹矸层数夹 矸岩 性煤层层间距最小最大平均(m)顶 板底 板稳定性10.353.651.871.003.652.06简单01泥岩、粉砂岩13.3537.0521.91泥岩、粉细粒砂岩、含砾砂岩，局部中粗粒砂岩泥岩、粉砂岩稳定20.84.553.231.044.553.43简单02泥岩、粉砂岩中、细粒砂岩泥岩、粉砂岩，局部中粒砂岩泥岩、粉砂岩稳定17.67

8、39.5227.2630.34.582.281.024.582.50较简单03泥岩、粉砂岩含砾粗砂岩、砂砾岩泥岩、粉砂岩、细砂岩稳定155.4247.29209.93210.6319.3814.433.6319.3814.43简单复杂08泥岩、粉砂岩中、细粒砂岩泥岩、粉砂岩，局部细、中粗粒砂岩和砂砾岩泥岩、细粒砂岩稳定、较稳定3.0155.46220.164.762.161.134.673.01简单复杂05泥岩、粉砂岩炭质泥岩泥岩、粉砂岩，细、粗粒砂岩、含砾砂岩泥岩、粉、细粒砂岩稳定90.70159.35123.2731+29.2516.6414.189.2516.8614.67简单03泥岩、

9、炭质泥岩泥岩、粉砂岩细粒砂岩稳定、较稳定050.60310.9227.1020.6910.9227.1020.69简单03泥岩、炭质泥岩泥岩、粉砂岩细粒砂岩稳定、较稳定2.2地质构造情况，煤质情况。1、煤类及其分布规律2-1、312和3煤是本井主要可采煤层，以褐煤为主，长焰煤次之。2、煤质分析本区煤呈黑褐色，条痕褐色，弱沥青光泽，断口多呈平坦状、贝壳状及参差状，性脆易碎，易风化，可见龟裂现象。见有不发育的内生裂隙。煤的结构常以条带状为主，线理状、透镜状次之。煤的构造多为水平层理；煤的硬度系数为2.5，长焰煤视密度为1.251.33g/cm3，平均为1.29g/cm3。真密度为1.471.62g

10、/cm3，平均为1.53g/cm3。褐煤视密度为1.281.37g/cm3，平均为1.31g/cm3。真密度为1.541.63g/cm3，平均为1.58g/cm3。（1）褐煤的化学性质煤的水分（Mad）：一般在6.90%12.29%之间，平均为10.17%。煤的灰分（Ad）：一般在6.38%24.04%之间，平均为14.23%。21煤为中灰煤。挥发分（Vdaf）：一般在39.71%45.01%之间，平均为42.52%。全硫（St,d）：一般在0.24%0.61%之间，平均为0.39%。属特低硫煤。磷分(Pd):一般在0.004%0.026%之间,平均为0.013%。21煤属中磷煤。粘结指数（G

11、RI）：均为0。透光率（PM）：一般在23%45%之间，平均为33%。发热量（Qb,ad）：一般在19.65MJ/Kg23.96MJ/Kg之间，平均为21.72MJ/Kg。恒湿无灰基高位发热量（QGW-A.GN）：一般在21.49MJ/Kg22.60MJ/Kg之间，平均为22.12MJ/Kg。（2）长焰煤的化学性质煤的水分（Mad）：一般在5.20%9.06%之间，平均为7.19%。煤的灰分（Ad）：一般在9.18%22.40%之间，平均为14.20%。31+2、3煤为低灰煤。挥发分（Vdaf）：一般在40.94%45.71%之间，平均为41.91%。全硫（St,d）：一般在0.14%0.47

12、%之间，平均为0.32%。属特低硫煤。磷分（Pd）：一般在0.007%0.065%之间，平均为0.02%。属低磷煤。粘结指数（GRI）：最小为0，最大为3，一般多为0。透光率（PM）：一般在54%68%之间，平均为62%。发热量（Qb,ad）：一般在23.19MJ/Kg24.96MJ/Kg之间，平均为24.32MJ/Kg。恒湿无灰基高位发热量（QGW-A.GN）：一般在23.38MJ/Kg26.15MJ/Kg之间，平均为24.63MJ/Kg。井田位于扎赉诺尔煤田地貌单元的中部低洼平坦地带，地下水流向受盆地地质构造、海拉尔河丰枯水位影响，呈北东南西与煤层走向基本一致，顺层而流，丰水期向呼伦湖方向

13、排泄，枯水期向额尔古纳河方向排泄。井田水文地质特征与一般煤田的水文地质特征不同，主要特点是煤层含水。煤层含水层是主要直接充水含水层和强导水层，煤层含水层是裂隙含水，煤层顶、底板岩层含水层是以裂隙含水层为主的弱含水层，甚至是隔水层，第四系砂砾含水层也是主要含水层和强导水层。1、含水层井田内含水层按时代划分为第四系、伊敏组和大磨拐河组三个大含水煤岩组，按空间由上而下划分为第四系砂砾含水层和煤层及其顶、底板粗、中砂岩含水层共5个含水层。（1）第四系砂砾含水层广泛分布于煤系地层之上，岩性为砂砾、粗砂，以砂砾为主，呈灰灰绿色，分选差，砾石呈浑圆次圆状，砾石直径一般520mm，最大达40mm。厚度2.50

14、13.30m，平均8.30m，一般在8.0010.00m左右，厚度变化东薄、西厚、南薄、北厚，井田中部普遍较厚，水位埋深在0.961.15 m，经抽水试验其水文地质参数q为5.476.14L/s·m，K为59.6470.86m/d,T为733.42744.18m2/d,S为1.30×10-36.56×10-3，a为1.13×10-55.72×10-5m2/d。其补给源为大气降水和春汛期冰雪融化地面积水之垂直渗透和丰水期新开河侧向补给，枯水期则侧向补给新开河。在砂砾含水层之上全区普遍发育一层灰色、分选均匀的粉、细砂，厚度为1.5011.30m，一

15、般在4.006.00m，发育比较稳定。水位埋深1.08m，经邻区抽水实验其水文地质参数q为0.91L/sm,K为12.06m/d,T为159.07m2/d，S为0.11,a为1450.74m2/d。水温04，水化学类型为HCO3CLNa Mg水，地下水类型为承压水。（2）1煤顶板粗砂岩含水层泥质胶结，风化裂隙发育，厚9.8011.45m，全区发育，厚度变化较小，呈孔隙承压水类型，水位埋深5.658.85m，经抽水试验其水文地质参数q为0.140.18L/s·m，K为1.591.66m/d，T为3.846.10m2/d,S为1.60×14-42.23×10-4,a为

16、2.342.70×10-4m2/d。水温04，水化学类型为HCO3CLNa Mg，地下水类型为承压水。（3）1-3煤及煤层间粗、中砂岩含水层粗中砂岩为泥质胶结，由于其埋藏深度浅，风化裂隙发育，全区普遍发育，厚38.5146.00m，厚度变化稳定，水位埋深1.604.26m，经抽水试验其水文地质参数q为2.983.27L/s·m，K为9.029.24m/d,T为517.63551.52m2/d,S为4.27×14-45.15×10-4,a为1.011.29×106。水温45，水化学类型为HCO3CLNaCa Mg水，地下水类型为承压水。此含水层连

17、通性较好，当91-水3抽水时，距其1200m之远的91-水4-1孔的水位下降0.36m。（4）2-1煤层顶板粗砂岩含水层全区普遍发育，粗砂岩为泥质胶结，厚19.5430.30m，水位埋深0.60m21.79m，经邻区抽水试验其水文地质参数q为0.340.36L/sm，K为1.541.88m/d,T为24.1436.64m2/d,S为3.48×10-33.57×10-4,a为1.036.94×104。水化学类型为HCO3CLNaMg水，地下水类型为承压水。（5）2-13煤及煤层间粗、中砂岩含水层全区普遍发育，粗、中砂岩为泥质胶结，厚26.0550.29m，水位埋深1

18、2.2518.00m，经抽水试验其水文地质参数q为0.70×10-20.45L/s·m，K为0.012.05m/d,T为0.5742.70m2/d。水化学类型为HCO3CLNaCa水，水温9，此含水层水温较高，分析是与地层增温率有关。2、隔水层第四系中粘土、亚粘土及砂层中的厚层淤泥可视为隔水层：分布于新开河西与原木得那亚河东岸，于第四系地质剖面3、4、5、剖面，厚410m，于第四系第2地质剖面Q27孔见有4m厚的淤泥，但呈不连续状。粘土、亚粘土分布面积约占井田面积三分之一，但井田大部分面积仍为粉、细砂裸露区，大气降水可直接渗入补给，砂砾层中地下水仍起着连通作用。1煤顶板3煤

19、顶板之间隔水层：岩性为粉砂岩、泥岩，厚3070m，平均50m，呈南部厚、北部薄、东部厚、西部薄的分布规律，其隔水性差。3煤底板1煤顶板之间隔水层：岩性为细砂岩、粉砂岩、泥岩，厚100200m，平均168.89m，呈北部薄、南部厚、东部薄、西部厚的分布规律，本层隔水性能良好。1煤底板3煤顶板之间的隔水层：岩性为细砂岩、粉砂岩、泥岩，厚60m180m，平均121.67m，呈北部薄、南部厚、西部薄、东部厚的分布规律，本层隔水性能良好。3煤底板1-1煤顶板之间泥岩隔水层：此层为伊敏组与大磨拐河组之间的厚层泥岩，厚134.45376.40m，全区连续发育，隔水性能良好。充水因素经对勘探获得资料及邻近生产

20、矿井水文资料综合分析，区内地形平坦，地表径流差，大气降水及春汛期冰雪融化，易于积聚，区内地表水系发育，新开河纵贯全区，地下水与大气降水、地表水关系密切。第四系地层广泛覆盖于煤系地层之上，大气降水和地表水通过垂直渗透于第四系砂层，煤田西侧地形较高，分布面积广，煤系地层倾角平缓，煤层及各含水层露头接受大气降水和地表水的垂直、顺层补给和顺层排泄。根据井田内各含水岩系的富水性和导水性分析，第四系砂砾含水层富水性、导水性强。1煤虽有部分隔水岩层或细粒岩层存在，但因风化裂隙发育，与第四系砂砾含水层有水力联系。1、3煤及煤层间粗、中、细砂岩含水层富水性、导水性强，与第四系砂砾含水层有水力联系，是矿井最大的充

21、水源，也是矿井涌水量最大的地段。2-1、3煤及煤层间粗、中、细砂岩含水层富水性、导水性由中等到强，地下补给仅为煤及围岩于露头部位由大气降水顺层补给。井田内抽水钻孔和长期观测孔未曾封闭，将会导致各含水层的水进入巷道，增大矿井涌水量。根据矿井水文地质资料和井田区抽水试验资料分析，随降深增加和时间的增长，单位涌水量减小。随开采面积的增加，增大或减小关系不明显。矿井涌水量根据井田水文地质条件、充水因素及邻近生产矿井的水文资料，经扎煤公司采用比拟法预计，一水平矿井正常涌水量为1000m3/h，最大涌水量为1800m3/h。根据灵东矿建设项目管理部的2021年4月28日给我院的函，矿井正常涌水量确定为15

22、00m3/h；二水平矿井正常涌水量为230m3/h，最大涌水量为300m3/h。储量全国矿产储量委员会以储发1992344号文批准了内蒙古自治区呼伦贝尔盟扎赉诺尔煤田灵东矿井勘探（精查）地质报告，地质报告勘探面积为35km2，全井资源储量为1954.63Mt，其中能利用储量为1713.77Mt，暂不能利用储量为240.86Mt。能利用储量中A+B级占73.30%。批文同时指出：“暂不利用储量为井田上部I煤组，其虽然埋藏浅，但顶底板难于管理，水文地质条件复杂，目前开采在技术上有困难，经济上不合理，故将I煤组列为暂不能利用储量。”灵东矿井井田是勘探范围的一部分，根据国土资源部国土资源矿划字2021

23、 033号文件的批复，矿区范围由7个拐点圈定，开采深度由547m50m高程。井田南北走向长7.3km，东西倾斜宽3.80km，面积27.80km2。根据资源储量评审备案证明，煤组（包括1、2、3煤层）和煤组（包括2-1、2-2、3、31+2煤层）资源总储量为1431.59Mt。煤组资源储量149.23Mt，其中1煤资源储量33.31Mt；2煤资源储量75.22Mt；3煤资源储量40.70Mt。煤组资源储量为1282.36Mt，其中2-1煤资源储量563.91Mt；2-2煤资源储量60.89Mt；3煤资源储量441.70Mt；31+2煤资源储量215.86Mt。331级储量为913.30Mt，3

24、32级储量为518.29Mt，无推断资源量，探明资源量的占总资源量的63.8，控制的资源量占总资源量的36.2，全矿井探明的和控制的资源量占总资源量的100，大于规范要求的先期开采地段不小于80指标，满足设计要求。水文地质、瓦斯等级、煤质分析等资料的精确程度，及其对开采的影响根据地质报告，1煤3煤水文地质类型为一类三型，水文地质条件复杂；1煤3煤水文地质类型为一类二型，水文地质条件中等。灵东井田地质报告完成时间较早，报告对水文地质方面的论述基本上满足当时规范要求，但距现行规范要求还有一定差距，而制约本井能否达产及安全生产的主要地质因素是水文地质条件，尽管有邻近井实际生产情况和水文专题论证报告可

25、以借鉴，但是，从安全生产方面考虑，建议在矿井投产前对本井水文地质进行补勘，确保安全和生产措施更有针对性。地质报告和井筒检查钻分别对瓦斯进行了鉴定，根据鉴定资料本井瓦斯含量低，同时参考邻近生产矿井资料，将本井定为低瓦斯矿井基本可靠，对开采影响较小。本井煤炭分类是按照国家标准GB5751-86执行的，分为褐煤和长焰煤两个类别，并分别圈定了储量，基本上满足当时规范要求，3煤含长焰煤和褐煤两个煤类，两个煤类之间无明显界限，且均位于二水平，需49.7年以后开采，因此，对开采影响较小。第三章 回采工艺设计3.1至少提出三种方案并且分析每个方案的优点与缺点21煤、3煤均属特厚煤层，目前国内外开采实践经验证明

26、，特厚煤层比较理想的采煤法是分层开采。根据煤层开采技术条件，借鉴国内外高产高效矿井发展现状，设计对适合本井厚煤层开采的采煤工艺提出了四个方案：一方案为上分层采用放顶煤综采，下分层采用综采；二方案采用放顶煤综采一次采全高；三方案为上分层采用大采高综采，下分层采用放顶煤综采；四方案采用分层综采。四个方案的特点如下：一方案：上分层采用放顶煤综采，下分层采用综采经过近几年的快速发展，我国放顶煤综采开采已经取得了成功，放顶煤综采开采技术已经达到世界领先地位，作为一种高产、高效、安全、低耗、经济效益好的采煤方法已经成为厚煤层开采工艺的首选之一，现已遍布全国各个厚煤层矿区。其适用条件是：煤层厚度变异系数大；

27、煤硬度系数小于3；煤层倾角015°煤层顶板中等冒落以下；对自燃发火期短和有煤尘爆炸危险的矿井应采取防灭火和防尘措施。2021年至2021 年全国超过2.0Mt/a综采队共有45个，其中综放队有33个，占73.3。东滩矿综放队2021 年创造出了6.58Mt高产，工作面全部为国产设备。主要装备为：ZFS7200型液压支架、MGTY400/930-3.3D型采煤机和SGZ-1000/1050型刮板输送机。本井2-1煤分两层开采，分层采高为8.00m，夹矸层数08层，夹矸一般为泥岩，粉砂岩，中、细粒砂岩，顶底板较软。邻井灵泉矿生产实践经验表明，分层采高6.00m（夹矸位于煤层上部，平均厚度

28、0.30m），割煤高度3.00m，放煤高度3.00m，截深0.60m，放煤步距1.20m情况下，工作面回采率达80，且放出的煤大块较少。因此，本井采用放顶煤综采技术上是可行的。灵泉矿核定生产能力为1.80Mt/a，综放工作面单产为1.50Mt/a左右，单产较低的主要原因是设备落后。如果本井综放工作面设备选用国内使用成熟的先进设备、提前培训综放技术工人、加强生产管理。综放工作面单产达到5.00Mt/a是可行的。上分层采用综放开采时，布置一个综放工作面，采高为10.00m，工作面长度为260m，工作面单产为4.80Mt/a左右。该方案的优点：1、工作面单产较高；有进一步增产的可能性，工作面综合回采

29、率较高，一般80%85%；2、割煤高度较小，煤壁不易片帮；3、设备性能较稳定，效率较高，可实现采、装、运、支全面机械化；4、对厚度变化大的煤层适应性强，巷道掘进率低；5、工作面搬家次数少，费用低；6、综放工作面与大采高工作面相比，初期投资少，成本较低。缺点：1、工作面煤尘较大；2、设备多，工序复杂，占用人员较多；3、根据目前情况分析，下分层采用综采巷道维护量大、产量难以保证。二方案：放顶煤综采一次采全高用一次采全高的方式开采厚煤层，在我国有较快发展，目前我国一次采全高所采煤层较厚的是安家岭斜井。安家岭斜井4101工作面主采4-1号煤层，全煤厚12.0m，煤层倾角2°5°。采

30、用放顶煤工艺，工作面长度为230m，割煤高度3.2m，放煤高度8.8m，采放比为1：2.75。一采一放双轮顺序放煤工艺。工作面回采率82。灵东矿东翼所采2-1煤层，平均厚度达16.32m，由于顶底板较软，开采时须在底板预留1.0m煤皮。根据目前国内采煤机割煤情况，选择割煤高度3.5m，放煤高度为11.82m，采放比1:3.4。根据国家煤矿安全监察局综合司文件煤安监司函综合2021 1号关于煤矿安全规程第68和158条修订稿征求意见的通知，采放比大于1:3严禁放顶煤开采，如果本规定不实施，本方案与其他方案相比，更适合本井条件，可优先选用。如果本规定实施，本方案将不成立。故设计暂不作进一步比选。三

31、方案：上分层采用大采高综采，下分层采用放顶煤综采3.50m以上采高综采经过近几年的快速发展，已经成为我国建设高产高效矿井的重要途径之一，目前比较成熟的大采高综采采高为3.504.65m。国内采用大采高综采的矿区有神东、沈阳、铁法、龙口、开滦、邢台、西山、大同等矿区，这些矿区经过反复探索均取得了较好的经济效益。采用国产大采高综采设备的工作面单产最高为3.0Mt左右，一般单产为1.002.00Mt，产量偏低的主要原因是设备质量不过关、煤层条件较差。而神东矿区大柳塔井采用全套引进高强度、大功率、大运量和机电一体化的综采工作面设备，工作面的单产和工效均得到了大幅度的提高，2021 年综采队创造出了单产

32、8.03Mt的国内纪录；2021 年上湾矿综采工作面生产原煤10.75 Mt，创综采工作面年产世界记录。神东公司榆家梁矿（一井两面）创造煤矿单井全年产量1480 万t，刷新煤矿单井年产世界纪录。工作面全部为引进设备，主要装备：液压支架JOY（2×7625KN）/141架、采煤机SL500型、刮板输送机SDAFC9-3×700KW。本井煤层倾角小、瓦斯低、厚度大。第一分层采高为4.00m，第二分层回采时可留1.00m厚煤皮作为顶板，以确保下分层回采的正常进行，因此，本井上分层采用大采高综采，下分层采用放顶煤综采是可行的。虽然本矿区目前无大采高综采经验，但是，已经积累了几十年普

33、通综采开采的成功经验，如果选用在神东矿区使用成熟的进口设备，借鉴大柳塔井的生产管理经验、提前培训使用进口设备的综采技术工人，工作面单产达到5.00Mt/a是可能的。上分层采用大采高综采时，布置一个大采高工作面，采高为4.004.50m，工作面长度为260m，该方案的优点：1、工作面采高大、开机率高、单产高，产量有保障，并且有进一步加大推进度和提高单产的可能；2、工作面设备少、工序简单；3、引进综采工作面设备装备水平高、性能稳定，可靠性高；4、工作面工人劳动强度低，可全面实现采、装、运、支机械化；5、工作面回采率较高。在不考虑内错或外错情况下，一、二分层间留设1.0m厚煤皮时，一、二分层工作面综

34、合回采率约83左右。缺点是：1、工作面采高大，煤壁稳定性差；2、巷道掘进率较放顶煤综采高；3、综采工作面设备需部分引进，初期投资高。四方案：分层普通综采分层普通综采是指采高为3.50m以下的分层综采采煤法，是我国九十年代前厚煤层普遍使用的采煤方法之一,由于大采高综采和放顶煤综采的快速发展，分层普通综采逐渐被取代，近几年发展速度较慢。到目前为止，国内分层普通综采的矿井一般均采用分层铺网方式，由于铺网工序复杂，综采队单产均未达到2.00Mt/a。而单层综采工作面最高产量为2.20Mt/a。分层普通综采在本矿区已经使用多年，也积累了很多经验，一般采用分层铺网方式，也可采用分层间留设煤皮的方式，因此，

35、采用分层普通综采是可行的。如果选用国内使用成熟的先进设备，加强生产管理，工作面单产达到2.00Mt/a是可能的。该方案的优点：1、采用铺网方式时，第一分层回采率高，达95%左右；2、工作面割煤高度小，煤壁不易片帮；3、设备国产率高，投资较少；4、工作面煤尘小。缺点是：1、铺网工作量大、工序复杂、下分层巷道维护困难，维护成本高；2、生产组织管理工作较复杂、掘进率高、支护成本高；3、由于下分层工作面布置需采用内错或外错式布置，下分层煤柱增多，回收率低，煤层综合回采率较低；4、工作面单产低，效率低，搬家次数多。综上所述，分层综采在本矿区已经逐渐被分层放顶煤综采所取代，四方案与其它两个方案相比，已没有

36、优势。三方案进口设备制造周期长、价格高，如果只配一套设备，工作面搬家、设备维修时无备用设备，影响正常生产，如果备用一套设备，初期投资高。一方案是主要设备和配件均为国产，设备制造周期短、价格低。如果矿区内其它矿井也选用同类综放设备，设备的互换性和通用性将进一步增强。综合考虑，本设计推荐一方案，即上分层采用放顶煤综采，下分层采用综采。投产时在西采区北翼布置一个综放工作面，工作面单产为4.80Mt/a左右。顶板管理采用全部陷落法管理顶板，下分层在上分层回采后形成的再生顶板下回采。3.2回采工艺方式通过对选择方案的比较以及考虑我国煤矿生产情况以及结合课本知识，采煤工艺选择一次采全厚放顶煤采煤法。已知本

37、采区生产能力为3Mt/a，煤层厚度为13.4米。本工作面采用一次采全厚放顶煤采煤法。采煤机截割高度为4m,截深0.8m，放煤厚度9.4m，循环步距（放煤步距）1.6m，“两采一放”，工作面回采率为93%,放定煤回采率为70%，煤的容重为1.19吨/米3，则：循环割煤量 260 ×4× 1.6 × 1.19 × 93% 1841.5488吨循环放煤量 230 × 9.4 × 1.6 × 1.19 × 70% 3107.02吨工作面正规循环生产煤量 1841.55 3107.03 4948.58吨年产3Mt/a，工作日

38、为330天，日产量为9090,9t,根据工作面单产、长度和采高，综放工作面需日进4刀。采煤机设计选用MG610/1400-WD型双滚筒电牵引采煤机，采高2.14.16m，牵引速度014.5m/min，滚筒直径2.24m，总装机功率1400kW，截深0.8m。双滚筒采煤机双向穿梭割煤，采煤机进刀方式采用端头斜切进刀，割三角煤，上滚筒割顶煤，下滚筒割底煤。刮板输送机刮板输送机的选型主要从设备能力、使用寿命、可靠性、互换性、大块压溜和煤壁片帮等方面考虑。前部刮板输送机运输能力应满足采煤机最大落煤能力的要求，后部刮板输送机运输能力应满足最大放煤流量的要求。选择SGZ-12002×600型（前

39、部）和SGZ-120022021 型（后部）刮板输送机共两台，前部刮板输送机电机功率为2×600kW，运输能力为2021 t/h；后部刮板输送机电机功率为22021 ，运输能力为3300t/h。转载机和破碎机为了配合工作面的快速推进、减少辅助生产时间，提高工作效率、减轻工人的劳动强度，选择自移式刮板转载机，运输能力不小于3200t/h。根据计算结果，选择配套的SZZ-1200/525型自移式刮板转载机一台，电机功率525kW，运输能力3500t/h；选择PLM3500型破碎机一台，功率250kw，破碎能力3300t/h可伸缩带式输送机可伸缩带式输送机能力与工作面生产能力息息相关，根据

40、设备选型原则，带式输送机小时运输能力应大于转载机小时运输能力。因此，选用SSJ14004×400型可伸缩带式输送机2台，带宽B1400mm，L1750m，Q3500th，电机功率为2×630kw。液压支架工作面中部采用ZFS520015.5/31型放煤支架支护顶板，工作面前后排头各采用ZFSL400015/32型支架支护顶板。全部垮落法管理顶板，黄泥灌浆处理采空区。3.3顶板管理1.工作面支护形式采用液压支架支护，端头采用断头支架和过渡支架进行支护。支架参数以及各支护强度计算如下： ZFS5200-15.5/31型放顶煤支撑掩护式支架 高度：1.55 3.1m 宽度：1.4

41、31.60m 中心距：1.50m 初撑力：4652KN（P = 28.0Mpa） 工作阻力：5200KN（P = 31.3Mpa）支护强度： 0.89 0.95Mpa 适应煤层厚度：2.4 15m对底板比压（平均）：1.7 Mpa （工作高度内最大比压） 适应煤层倾角：25° 15°设防滑防倒装置泵站工作阻力：28.0Mpa 操纵方式：本架控制主立柱：数量四根，行程760/780 mm 支架重量：19876.7 Kg2. 采空区处理方法采用跨落法处理。最大控顶距为4.51m,最小控顶距为3.2m。支护强度计算如下： 采用经验计算支护强度：Pt 9.81 × h &

42、#215; r × k 9.81 × 4 × 2.5 ×4 392.4（KN/m2） 式中：Pt工作面合理的支护强度， KN/m2 h高度 2.5m r顶板岩石容重， T/m3 取2.5 k工作面支护的上覆岩层厚度与采高之比， 取42、工作面前端头支护强度应大于392.4 KN/m23、支柱实际支撑能力Rt Kz × Kb × R 0.9× 0.9 × 294 238.14 KN式中：Rt 支柱实际支撑能力，KN； Kz 增阻系数； Kb 不均匀系数； R 支柱额定工作阻力，294KN。采煤工作面工作支架 ZFS5

43、200-15.5/31型放顶煤支撑掩护式支架工作参数高度宽度初撑力工作阻力支护强度对底板比压平均适应煤层倾角泵站工作阻力操纵方式立柱式支架重量1.55-3.1m1.43-1.6m28Mpa31.3Mpa0.89-0.95Mpa1.7Mpa25o28.0Mpa本架控制数量四根，行程760/80019876.8Kg 工作面顶板控制正常工作时期的特殊支护形式1、工作面顶板破碎时，采煤机割煤过后，及时带压擦顶移架，伸出支架伸缩梁给好护帮板。2、工作面煤壁片帮严重时，可采取向煤壁和顶板补打锚杆维护煤壁、顶板的桅顶；当支架前梁端头与煤壁距离达到1.2m时，采煤机割煤前在支架前梁上挑倒撅棚维护新爆露出的顶板

44、。三、初次来压、周期来压期间的顶板控制工作面顶板初次来压、周期来压期间，矿山压力逐渐增大，需按如下规定作业，合理维护顶板稳定。1、初次来压、周期来压期间，端头和两巷超前支护区内，应加强支护，确保安全出口畅通。2、工作面支架及两巷单体支柱完好，泵站压力必须达到30Mpa，支架初撑力不低于28Mpa。3、加强工程质量管理，保证支架支护状况良好，防止出现歪架、咬架、挤架现象，若出现此现象时必须及时调整。4、采煤机割煤后及时带压擦顶移架，及时伸出伸缩梁，给好护帮板；移架时少降快拉、步距够，支架升起后有足够的初撑力；5、前后端头、超前支柱必须达到额定初撑力50kN，对卸载支柱必须及时更换或补打；6、根据

45、前后两巷顶板状态，适当加强加密支护，加大支护强度。7、初放和周期来压期间加强矿压观测，对初次来压、周期来压进行全面真实掌握，为控制顶板提供数据保障。端头支护采用ZTZ13000/23/38断头支架进行支护。工作面机电设备配备表 序号设备名称设备型号功率（KW）数量1采煤机MG610/1400-WD14001台2液压支架ZFS5200-15.5/31170架过渡支架ZFG10000/23/38 PM31电液控制6架3端头支架ZTZ13000/23/38 4架4刮板输送机SGZ-1200/1200SGZ-1200/2021 2×6002×2021 1台1台5转载机SZZ-120

46、0/525包括自移系统5251台6破碎机PLM35002501台7可伸缩带式输送机SSJ1400/2×6302×630+5.52台8乳化液泵站GRB-500/31.53151套9喷雾泵站BPW/Z-320/10751套3.4回采工作面的的生产技术管理 作业方式工作面采取“三、八”工作制，每班作业8小时。即8点班时间检修，其它班中时间生产。循环方式工作面采取昼夜多循环作业方式。循环进度1.6m。循环方式：采煤机上行割煤 追机推移前部刮板输送机 追机移架 放工作面下半部顶煤 拉移后部刮板输送机 进刀 采煤机下行割煤 追机推移前部刮板输送机 追机移架 放工作面上半部顶煤 拉移后部

47、刮板输送机 进刀工作面完成一刀煤为0.5个循环，完成两刀煤、放一遍顶煤、超前支护工序为一个循环。 劳动组织本综采队配有队机关、一个机电维修班和四个采煤生产小班以及地面车间，各采煤生产小班由班长、小队长负责组织生产，配有质量验收员、三机司机、支架工、移溜工、放煤工、端头工、放炮员、清煤工、泵站司机和机电保守等相关工种。 劳动组织图表 工种人数班组机电维修班采煤段小计班班班班机关1818段长224电钳工3131班队长22228验收员11114机组司机22228溜子司机333312移调架工333312放煤工333312端头工1010101040清煤工666624移溜工11114泵站司机11114机电

48、保守333312文明生产33合计3336363636184主要技术经济指标表 序号技术项目单位指标1工作面平均长度m2602可采长度m7433采高m44循环进度m1.65循环产量T4948.66月进度m967日产量T90198月产量T2500009在册人数人20610出勤人数人18811出勤率%91.312顶煤回收率%703.5风量选择及计算风量计算1、按井下同时工作的最多人数计算 Q=4NK/60式中 Q矿井总供风量，m3/s； 4每人每分钟供给的风量不得小于4 m3 ；N井下同时工作的最多人数，人； K矿井通风系数，本矿井采用中央并列式通风；根据内蒙古自治区人民政府工业办公室、内蒙古煤矿安

49、全监察局文件内工办煤炭字2021 246号关于印发自治区煤矿瓦斯综合治理工作实施方案的通知，通风系数取1.8。Q=4×403×1.8/60=48.4m3/s2、按采煤、掘进、硐室等实际需风量计算Q总 =（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K式中 Q采采煤工作面实际需风量总和，m3/s； Q掘掘进工作面实际需风量总和，m3/s；Q硐独立通风硐室实际需风量总和，m3/s；Q它除采掘、独立通风硐室外其它需风量总和，m3/s。K矿井通风系数，本矿井采用中央并列式通风，取1.8（1）采煤工作面实际需风量计算 Q采=Q采+Q准式中 Q采综采工作面实际需风量，m3/s； Q准准备工作面的风量，m3

50、/s；本矿达产时配备1个放顶煤综采工作面，1个准备工作面，开采2-1煤层。实际需风量按瓦斯、二氧化碳涌出量和风速、人数等分别进行计算，取其中最大值，并用风速验算。综采工作面实际需风量计算如下：按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算灵东矿井瓦斯绝对涌出量暂取6.31m3/min，二氧化碳绝对涌出量暂取7.36m3/min。Q采=100×QCH4×KC式中 Q采综采工作面实际需风量，m3/s； QCH4采煤工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/s； KC工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取1.21.6，本矿井综采放顶煤工作面取1.5。Q采=100×7.54/60

51、15;1.5=18.4 m3/s按工作面温度计算Q采60×Vc×Sc×Ki/60式中 Q采综采工作面实际需风量，m3/s； Vc回采工作面的适宜风速，m/s；取0.9m/s（工作面进风流气温1820°） Sc回采工作面的平均有效断面，m/s；取12.0m2。 Ki工作面长度系数，回采工作面长度260m，因此系数Ki取1.31.4。Q采60×0.7×12×1.4/6015.12 m3/s按人数计算Q采=4NC/60式中NC综采工作面同时工作的最多人数（包括交接班），69人。Q采=4×69/604.6 m3/s从以上分

52、类计算中取最大者，取Q综采20 m3/s按风速验算煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s，根据以上计算所需风量进行验算：其中回采工作面最大净断面积S21m2。按工作面满足最低风速要求验算：Q采0.25×215.25m3/s按工作面满足最高风速要求验算：Q采4×2184m3/s符合要求。故工作面风量取20 m3/s较为合理。备用工作面风量取10 m3/s。Q采=20+1030 m3/s（2）掘进工作面实际需风量掘进工作面实际需风量，按矿井需要独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和计算。Q掘=Q综掘 +Q普掘按瓦斯涌出量计算参考附近灵泉矿瓦斯绝

53、对涌出量0.51m3/min，二氧化碳绝对涌出量0.765m3/min计算。 Q综掘100Q CH4掘×K掘=100×0.765/60×2.0=2.55m3/s式中 Q综掘 掘进工作面配风标准，m3/s；Q CH4掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/s； K掘工作面通风不均匀系数，取K掘2.0。按局扇实际吸风量计算Q综掘Q局××Kf/60400×1×1.2/608.0m3/sQ普掘250×1×1.2/605.0m3/s式中: Q局局扇额定风量，综掘工作面局扇型号为FD6.3型，普掘工作面局扇型号为FD5.6型； I同时运转的局扇台数，1台； Kf防止局扇吸循环风的风量备用系数，取1.2。按人数计算Q综掘=4Nc/60=4×16/601.1m3/sQ普掘4Nc/604×28/60=1.9 m3/s式中：NC综掘工作面同时工作的最多人数，按交接班两班人员同时在井下考虑，综掘16人，普掘28人。按炸药消耗量计算Q普掘Aj×b/(t×c×60) 式中 Q普掘 普掘工作面配风标准，m3/s；Aj掘进工作面