放顶采煤机潞安煤业

1、交通山西潞安左权佳瑞煤业（简称佳瑞煤矿于山西省晋中市左权县城北约10km处的曹家沟内，行政区划属左权县寒王1322′23″～1324′23″，北纬3707′59″～3709′1″。佳瑞煤业隶属于山西潞安矿业司马煤业公司。佳瑞煤矿南距左权县城约10km，东距207国道约1.5km左右，北距阳（泉）涉（县）铁路经井田东部往南通过左权县城，矿区交通较为便利井田地处太行山东部黄土高原，属低山区，地表经长期风化分为基岩露区。地面最高点位于井田西部井田边界处，海拔高度为 对高差205.0m。3、河流仅在雨季有山洪从沟谷中流出汇入曹家沟，向东流出井田。4、气象7.5，，温最低，平均气温为-15℃最低气温为-25.1℃；七月份气温最，，最高气温为34.2548.9m15.7m7891584.1mm317ms1.9ms；霜冻期平均为1月至次年4150天左右，最大积雪厚度35cm，最大冻土深度为104cm。本地区历史上未发生过5级以上 据记载曾发生过35次 ，其中大于4级的4次，大于3级的7次，小于3级的24次 2001， 速度分区为0.05g， 井田呈一不规L”面积4.7264km²矿井可采储量为1678万t。矿井设计生产能力为0.9Mt/a，设计服务年限为14.34a地面及井下生产系统1、山西潞 左权佳瑞煤 委托我院编制《山西潞 15102综放工作面开采设计说明书》的“设计委托 4、山西省煤炭工业厅晋煤安发2009118号关于《山西省放顶煤开采作面设计 和验收工作方案》 。5、潞矿通字[2006]89号文 资源厅2013年11月7日颁发的《采矿 号：C 7、山西省煤炭工业厅文件晋煤规发[2011]62号“关于山西潞安 8、山西省煤炭工业厅以晋煤办基发[2011]198号文关于《山西潞安集 9、山西省煤矿安全监察局文件晋煤监安一字[2011]136号“关于山西 10、山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2010]901号“关于潞安矿业 11、山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2010]918号“关于山西左权佳瑞 12、山西省煤炭工业局综合测试中心2014年5月测试的山西左权佳瑞 14、15号煤层自燃倾向性及煤尘 13、山西省电力公司文件晋电发展[2010]1458号“关于山西晋中左权 14、山西省煤炭地质114勘察院编制的《山西潞安左权佳瑞煤业有限 15、矿长资格16、有关矿井防灭火、防治水的设计规定17《煤矿安全（2011年18《煤炭工业矿井设计规范（GB50215-200519《煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T0215-200220《煤矿床水文地质、工程地质及环境地质勘查评价21《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程22《矿井通风安全装备标准（MT/T5016-9623《矿井抽放瓦斯工程设计（MT5018-9624《煤矿瓦斯抽放规（AQ1027-200625《煤矿防治水规定26、佳瑞煤矿提供的《工作面回采地质说明书》等有关资料积极 执行党和国家煤炭工业的各项方针政策坚持以经济效益为中心以安全生产为根本建立健全和完善煤矿综放工作面安全管理增强综放工作面的综合抗灾能力和安全程度，把不安全的因素消除在萌芽状态，对工作面可能发生的 进行综合治理确保安全高效生产在15101综放生产工作面的基础上并结合矿井实际生产情况利用安全可靠的采掘运设备，以现代化管理模式为 优化回采工作面巷道布置从生产系统上为工作面安全生产创造条件并能与现有各系统衔接顺畅协调配套使佳瑞煤矿成为更安全、高产、高效之现代化矿井。工作面顺槽采用“一进一回”布置，15102工作面胶带、轨道顺槽12工作面底抽巷沿岩层布置，工作面顺槽支护方式为锚网+锚索支护，保证了顶板支护强度。本次设计对工作面的各项安全措施进行了充分论料及本矿下山巷道掘进的实际瓦斯涌出量，矿井随着开采深度的增加，瓦斯含量及瓦斯涌出量有增大的趋势。采区瓦斯抽放工作应在正式开采前应抽放到位，以保证放顶煤工作面回采时瓦斯不超限。在回采过程中应加强收 15101面采空区积水情况，加15101采空区的观测，保持采空区排水顺畅，做到“预测预报，有掘必探，（3）15102工作面在掘进及回采过程中进风顺槽及胶带顺槽会遭遇到X21陷落柱掘进前对X21陷落柱及一采区外侧回风巷东侧的X15陷落柱富掘进过15102工作面周边可能存在的陷落柱、断层进行专项探测，15102工作面回采地质说明书，基本查明了工作面内的主要地质构瓦斯、煤质情况以及15号煤层的赋存情况，并对工作面水文地质情况和可顶煤设计编制要求，但报告中存在部分问题需要进一步补充和完善：建议本矿井在建设和生产过程中，要充分利用各种先进的勘探手（含。矿井生产中要严防隐伏构造及封闭不良的钻孔导水造成突水事故，特别是JR01瓦)和JR02瓦)瓦斯抽采孔需要进行封闭。生产中必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，特别是对15102工作面范围内的X21陷落柱及一采区外侧回风巷东侧的X15陷落柱的探测。15102第一章采区概况及地质第一节矿井概况井田北部有寒王乡煤矿南部有突堤联营煤矿和突堤镇第一煤矿井东、西部无煤矿。佳瑞煤业 矿井四邻关系详见图11-1。图1-1- 佳瑞煤 四邻关系1、突堤联营煤开采15号煤层煤厚约5.45m，一对斜井开拓定生产能力300kt/a，主斜井坡度23°，斜长370m，副井坡度25°，斜长350m，采煤方法为式，绞车提升，并列机械抽出式通风方式，为瓦斯矿井。井下涌水量较大，一般为5003/d。2、辽阳镇第一核定生产能力150kt/a，开采4号煤层，煤厚约1.50m。斜井开拓。井下3、寒王乡煤1984年开始生产，开采15号煤层，煤厚约5.50m。斜井开拓，核定生产能力90kt/a。井下涌水量较大。除上所述，矿区南中部还有已关闭的紫河沟联营煤矿1、主斜主斜井井筒净宽5.0m，净断面17.32m2，倾角25º，井筒630.6m垂深269.8m，担负矿井煤炭提升任务和支架等大型设备以及长材料的下放任务，兼做进风井和安全出口。井筒内装备一台带宽1000mm的大倾角带式输送机和检修轨负矿井的煤炭提升任务和支架等大型设备以及长材料的下放任务，兼做进风井和安全出口。井筒断面见图1-1-2。2、副立副立井净径5.0m19.63m2287.5113。3、回风立回风立井：净直径5.0m，净断面19.63m2，垂深267.0m，井筒内备梯子间，担负矿井回风任务，兼做安全出口。井筒断面见图1-1-4井田内仅15号煤层可采，其它均为不可采的薄煤层或煤线，15号煤层赋存平厚度全井田可采厚煤层层倾角一般2°～15°，多为6°左右水平因此在15号煤层中设置开采水平全井田以+977m一全井田共划分为两个采区位于副立井+977m水平井底车场以西+900m以浅区域采用单翼下山布置，+900m以深区域采翼下山布置采区均采用长壁采区位于副井+977m水平井底车场15号煤层未采区域之东北部，采用单翼布置，倾斜长壁开采；矿井目前开采位回风大巷西侧的一采区。采区顺序为：一采区→二采区矿井生产能力为0.9Mt/a，现开采一采区，本次设计的 、运煤（可弯曲刮板输送机→（可伸缩胶带输送机→（带式输送机→（给煤机→（大倾角带式输送机）→地面生产系统。2、材料设备、矸石等辅助系地面材料设备车→副立井（井口操车机将矿车推入罐笼）→副立井井（井底操车机将矿车推出罐笼）→+977m水平井底车场（电机车牵引矿车→+977m水平轨道大巷（电机车牵引矿车）→集中轨道下山（无极绳连续引车→（无极绳连续牵引车带顺槽（调度绞车）→回采工作面。地面支架等大型设备及长材平板车→主斜井（提升机）→主斜+977m水平清理撒煤巷（电机车）→集中轨道下山→15102工作面轨道顺槽地面下井人员→（提升机→副立井+977m（步行→+977m（步行→集中轨道下山→（步行）→回采工作面。掘工作面矸石由可伸缩胶带输送机石由矿车经副立井提升至地面。3、通风地面新鲜→（主井→+977m+977m（或井底煤仓上口通风联络巷→→联络巷→→（乏风→→回风大巷+977m水平回风大→（主扇通风机→地面4、排水矿井的工业场地地面压风机房配备3GA110螺杆式空气压缩机（风冷，单台空压机额定排气量18.8m3/min，排气压力0.85MPa，配套电动机380V、110kW异步电动机。每台空气压缩机选C－4/1.0型储气罐，额定容积4m3，额定压力1.0MPa正常生产期间及井下防治期间2台空压机工作，另有1台备用空气压缩压风机房三回380V电源由生产区户外组合站“一对一”直供压缩机带有成套的控制设备采用PLC智能控制具有完善的自诊断、 在压风机房设有主机室、配电室和值班室；值班室设置直通矿调度。6、供电矿井两回35kV电源线路均以220kV变电J240/30GJ50（全线架设，线路采用砼杆与铁塔混合架设，送电距离约4.6km，线路压降约为0.85220kVJ-240/30钢芯铝绞GJ50（全线架设26.1km4.8335/60.38/0.22kV；井下为6/1.14/0.66/0.127kV。工业场地35kV变电站采用户外组合站型式布站内35kV、6kV母线均采用单母线分段接线型式；主变选用SZ9-12500/3535±3×2.5%/6.3kV12500kVA低损耗有载调压变压器两台，正常工作时一用一备，室外安装，变压器负荷率为83%，保证率为100%。7、监安 系佳瑞煤矿属高瓦斯矿井，自燃煤层，现有KJ90NA安全生产 该系统具有煤矿矿用产品安全标志，并+且符合AQ6201-2007煤矿安全系统通用技术要求，依据AQ1029-2007煤矿安全 管理规范，对工作面进行传感器布置，实时监测工作面生产环境，一旦发有瓦斯超限立刻声光，并切断相关设备电源，防止事故的发生。煤层有自燃发火倾向，在工作面安装温度传感器，温度设定为30（增加井业人员管理系矿井现装备有KJ251A型井下人员考勤定位系统，对下井人员进行监测，实现考勤管理，并对井业人员的分布、进出避难设施的情况进行实时监测，可随时查询下井人员的，下井次数、下井时间或任一指定时间段的活动踪迹。当井业人员超时或接近场所时系统。产量监测矿井现装备有ICS-XB型（核子秤）煤炭产量监测系统，实时计量矿井产量情将产量数据通过煤矿安全专网传送到各级中心和管理8、通信本设计在综采工作面两端进回风顺槽口胶带机头处设有调度 ；在进、回风顺槽设无线 ，实现移动通信；在采煤机上设随机通信系统；在工作面及胶带顺槽沿线设通讯控制系统该系统可实现工作面顺槽胶带输送机的保护，控制、沿线通话、故障检测、显示及 等功能。第二节地质特征（一）含煤地本井田位于沁水煤田含煤地层为太原组和山西组厚约198m，共含煤16层，煤16m，含煤系数8%。主要可15号煤，3、4、9号为局部或零星可采煤层，其他均为不可采煤层石炭系上统太原组（C3t）厚134.95～157.65m，平均厚145.13m。该地层连续沉积于本溪组之上，井田内未出露，为一套海陆交互相的砂岩、砂泥岩、泥岩、炭质泥岩、石灰岩含煤沉积，是区内主要含煤地层，一般11层。按其沉积特点及岩性组合特征，自下而上可划分为三个岩性15号煤层全区稳定可采的厚5.00～8.57m平均厚6.62m。煤层结构较简单，含0～3层夹矸。（二）矿井地质构1、褶 此基础上发育次一级的向斜、背斜。总体上地层倾角较小，在2～15°之间2、断 勘探有小的断层存在，本区内发现有两条大于20m的断层，且均位于井田边界附近；其余10条均为小于20m的断层。均为正断层。断层命名按由南向北、由西向东统一编排，以F1-F12命名，详见表1-2-1断层F1正断F1正断层位于测区西南角向西南延伸至区外 N8°E倾角70°，在三维数据体有效范围内，此断层可连续追踪，区内部分15号煤层中最大落差10m，延展长度为210m；在所抽取的时间剖面上，解释15号煤层中断点7个，其中A级断点5个，B级断点2个属于可靠断层。F2正断F2正断层位于测区西南角向北延伸至区外N19°E倾向N71°W，倾角70°，在三维数据体有效范围内，此断层可连续追踪，区内部分15号煤层中最大落差32m，延展长度为250m；在所抽取的时间剖面上，解释15号煤层中断点8个，其中A级断点6个，B级断点2个，属于可靠断层。F3正断F3正断层位于测区西南部 N21°E，倾向N69°W，倾角70°，在维数据体有效范围内，此断层可连续追踪，区内部分15号煤层中最大6m130m其中A级断点4个，B级断点1个，属于可靠断层。表1-2- 断层特征一览编 走倾正70正正正正正正正正正正正F4正断F4正断层位于测区中西部偏南， N37°E，倾向N53°W，倾角70°，在三维数据体有效范围内，此断层可连续追踪，15号煤层中最大落差8m，延展长度为145m；在所抽取的时间剖面上，解释15号煤层中断点5个，其中A级断点4个，B级断点1个，属于可靠断层。F5正断F5正断层位于测区中西部，N10°W，倾向N80°E，倾角70°，在三维数据体有效范围内，此断层可连续追踪，15号煤层中最大落差14m，延展长度为310m；在所抽取的时间剖面上，解释15号煤层中断点8个，其中A级断点4个，B级断点1个，C级断点3个，属于较可靠断层。F6正断F6正断层位于测区中西部，N5°E，倾向N85°W，倾角70°，在三维数据体有效范围内，此断层可连续追踪，15号煤层中最大落差28m，展长度为350m；在所抽取的时间剖面上，解释15号煤层中断点9个，其A级断点5个，B级断点2个，C2个，属于可靠断F7正断7正断层位于测区中西部，4E，倾向16W，倾角70，在三维数据体有效范围内，此断层可连续追踪，15号煤层中最大落差9长度为230m15号煤层中断点6A级断点2个，B级断点2个，C级断点2个，属于可靠断层。F8正断8正断层位于测区中西部，°E0W70°15号煤层中最大落差6长度为140m15号煤层中断点5A级断点2个，B级断点2个，C级断点1个，属于较可靠断层。F9正断F9正断层位于测区中西部，N30°E，倾向N60°W，倾角70°，在三维数据体有效范围内，此断层可连续追踪，15号煤层中最大落差14m，延展长度为200m；在所抽取的时间剖面上，解释15号煤层中断点6个，其中A级断点2个，B级断点2个，C级断点2个，属于较可靠断层。F10正断，F10正断层位于测区西北部SN，倾向NW，倾角70°，在三维数据体有效范围内，此断层可连续追踪15号煤层中最大落差4m，延展长度为95m；在所抽取的时间剖面15号煤层中断点4个，B级断点2个，C级断点2个，落差小于5米不作评价F11F11正断层位于测区东部，N27°W，倾向S63°W，在三维数据体有效范围内此断层可连续追踪15号煤层中最大6m在所抽取的时间剖面上，解释15号煤层中断点6个A级断点2个B级断点2个，C级断点2个，属于较可靠断F12正断F12正断层位于测区西北部，N20°E，倾向N70°W，倾角70°，在三维数据体有效范围内，此断层可连续追踪，15号煤层中最大落差8m，延展长度为210m；在所抽取的时间剖面上，解释15号煤层中断点7个，其中A级断点3个，B级断点3个，C级断点1个，属于可靠断层。3、陷落经三维勘探，井田范围内共计26个大小不等的陷落柱。其特征按从南向北，由西向东的顺序统一命名，编号X1～X26，详见表1-2-2陷落X1陷落 N15°W，近似椭圆形，直径200×115m，在抽取的时间剖面上有8个断陷点，其中A级4个，B级2个，C级2个，X2陷落位于勘探区中南部，长轴近N75°E，近似椭圆形，直径70×22m，在抽取的时间剖面上有3个断陷点，A2个，其中B1个，该陷落柱在X3陷落位于勘探区中南部，X2陷落柱东北，长轴N18°E，近似椭圆形，直径90×60m，在抽取的时间剖面上有4个断陷点其中A1个，B2个，C级1该陷落柱在时间剖面上特征面显示较清续追踪，X4陷落 N60°W近似椭圆形直径65×40m，在抽取的时间剖面上有4个断陷点，其中A级1个，B级2个，C级1个，表1-2- 陷落柱特征一览编长轴方控制程 NW15可三维解NE75可三维解NE18三维解NW60三维解NW14三维解近似圆控制较三维解控制较三维解控制较三维解三维解三维解控制较三维解控制较三维解控制较三维解可三维解控制较三维解近似圆三维解近似圆控制较三维解可三维解近似圆三维解控制较三维解三维解控制较三维解控制较三维解可三维解可三维解三维解X5陷落位于勘探区中南部，X4陷落柱东北长轴 约70×50m，在抽取的时间剖面上有3个断陷点，其中A级1个，其中BX6陷落N65W76×54m3B级2C级1X7陷落位于勘探区东部，长轴8E，近似椭圆形，直径46×44m取的时间剖面上有3A级1B级1C级1X8陷落位于勘探区东南部，长轴N28°E，近似椭圆形49×27m，在抽取的时间剖面上有3个断陷点，其中B2个，C1个，该陷落柱在时X9陷落N5°129×514A级1B级2C级1X10陷落 N20°E，近似椭圆形，直径80×44m，在抽取的时间剖面上有4个断陷点，其中A级1个，B级2个，C级1个，靠陷落X11陷落 N30°W在抽取的时间剖面上有3个断陷点，全是C级该陷落柱在时间剖面上有陷X12陷落位于勘探区东南部，长轴N60°E，近似椭圆形37×35m，在抽取的时间剖面上有3个断陷点，B2个，C1个，该陷落柱在时间剖面上特征较明显，平面显示较清晰，可连续追踪，属控制较差的陷落柱X13陷落 N25°W，近似椭圆形，直径91×61m，在抽取的时间剖面上有4个断陷点，B级2个，C级2个，该陷落柱在时X14陷落位于勘探区中北部，长轴N58°，近似椭圆形，直径35×22m抽取的时间剖面上有3A级1B级3C级1X15陷落位于勘探区中北部，长轴N50°E，近似椭圆形74×55m，在抽取的时间剖面上有4个断陷点，其中B2个，C2个，该陷落柱在时X16陷落位于勘探区中北部，长轴N25°E，近似圆形，直径65×63m，在抽落柱.X17陷落N47W35×31m3A级1B级3C级1X18陷落位于勘探区东北部，长轴N18°W，近似椭圆形，直径150×58m，在抽取的时间剖面上有5个断陷点，其中A2个，B2个，C1个，该陷落柱在时间剖面上特征明显平面显示清晰连续靠陷落柱X19陷落N18W150×140m抽取的时间剖面上有6A级1B级3C级2X20陷落位于勘探区西北部，长轴N65°W，近似椭圆形，直径45×30m，在抽取的时间剖面上有3C级断陷点，该陷落柱在时间剖面上有陷落柱特X21陷落N64W60×35m抽取的时间剖面上有4A级1B级2C级1X22陷落位于勘探区东北部，长轴N23°E，近似椭圆形45×30m，在抽取的时间剖面上有3个断陷点，B2个，C1个，该陷落柱在时间剖X23陷落位于勘探区西北部，长轴N47°W，近似椭圆形，直径23×14m，在抽取的时间剖面上有3C级断陷点，该陷落柱在时间剖面上有陷落柱特X24陷落位于勘探区西北部，长轴N25°W，近似椭圆形，直径85×55m，在抽取的时间剖面上有4个断陷点，其中A2个，B1个，C1个，该陷落柱在时间剖面上特征明显平面显示清晰连续靠陷落柱X25陷落 圆形，直径80×75m，在抽取的时间剖面上有5个断陷点，其中A级2个，B级2个，C级1个，该陷落柱在时间剖面上特征明显，平面显示清晰，可X26陷落0E162×94m抽取的时间剖面上有6A级3B级2C级14、岩浆本区内未发现有岩浆综上所述，本区构造属简单（三）煤层赋存情15号煤层，俗称“丈八煤”，位于太原组下段中下部，上距K2灰岩13.49m1.6812个钻孔中均见此煤层，厚度5.00～8.57，平均6.62m,可采系数100，是本井田唯一的可采煤层，煤层结构较简单,含夹矸0～3层，一般1层，单层夹矸最厚可达0.37m（四）井田水文地质最高洪水位标高约.60m，区内主斜井（井口标高1246.50m、副立井（井口标高1247.50m）及回风立井（井口标高1247.00m）的1、含水层及隔主要含水A、松散岩类孔隙含水井田内松散岩类主要是第四系地层2.80～17.70m，分布于山顶、B、碎屑岩裂隙含这里主要指上、下石盒子组及山西组地层中的砂岩裂隙含水①上石盒子组及下石盒子组砂岩裂隙含水井田内该含水层组地层最大赋存厚300m左右。为灰绿色及黄绿、紫色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩沉积。其中灰绿和黄绿色砂岩厚度90m。在0.03～0.30m3/h左右。该砂岩裂隙含水层组，含水性微弱。②山西组砂岩裂隙含山西组地层为灰色、灰黑色、砂质泥岩、泥岩、砂岩与煤层互层沉积，其中，砂岩平均厚度28.49m，丰度32.97，但因多层泥质岩阻隔和砂岩裂03/hC、石炭系上统碎屑岩夹碳酸盐岩岩溶裂隙含为井田内主要含煤地层。岩性以黑色、灰黑色、砂质泥岩、泥岩为主，.10m。据石港井田精查地质报告中，202号水文孔，仅在底部有4m的细0.03～0.203/202号水文孔钻进中的耗水量为0.03～0.06m3h位深度147.50m0.008/s7.25m0.001L/sm，试抽后静水位81.10m，正试抽水后恢复水位稳定在140.25m，水位标高181.23m—225.56mgl碳盐硬度21.6mg/13.95mgl，H值7.93。原前寨煤矿开采15号煤层，矿井最大涌水量180m3/d。原后寨煤矿二坑开采15号煤层矿井最大涌水量为160m3/d。0.0073L/s·m84.01m0.0525m/d综合上述资料，说明上述含水层属弱富水性含水层D、碳酸盐岩岩溶裂隙含水井田内赋存有下奥陶统、中奥陶统地层。下奥陶统以白云质灰岩为主，一般含水性微弱中奥陶统以石灰岩泥质灰岩为主岩溶发育含水性强。井田邻近补给区， 水位埋藏较深。据井田内2009年3月完工的水源井资料，开孔于第四系松散层（厚度4.50，Φ325m套管止水于峰峰组顶部，终孔于下马家沟组底部， 奥陶系中统厚度505.90m，孔口标高1248.40m水位深度424.0m水位标高824.40m抽水试验结果当水位降深9.21m时出水量为32m3/（8.889L/s单位涌水量0.9651/s.m属中等富水性含水层水质类型为CO3·O4CaMg型推测井田内奥灰水位标高+823～+825m。主要隔水井田内除上述含水层外，其余均可视为相对隔水层A水性，山顶、山坡常见红土之上有分布，即说明其隔水性能良好。B、石炭二叠系之泥质岩类，厚度大，最大厚度为13.60m稳定，一般均不透水，常将其互层的砂岩含水层为层间承压裂隙水，上、下无C、石炭系中统本溪组，主要由灰色砂质泥岩、泥岩及铝土泥岩组成，厚7.30～15.60m1.9415号煤层底至石炭系中统本溪组底之间的透水性差的岩性组成的2、含水层补给、迳流排泄条第三、第四系松散层孔石炭二叠系砂岩裂隙水常以的广泛开采，矿坑排水，属人工排泄方式。条件较差砂岩层间裂隙水应依据单斜构造形态由东南沿倾向向西北奥灰系中统石灰岩岩溶井田向北。3、水文地质条件类件的复杂程度，开采15号煤层水文地质条件类型为中等。4、矿井涌水40803/d57603d部带压区奥灰突水及浅部雨季地表水等因素，因此，在此基础上增加15m3/h的地表裂隙水及采空区积水影响量，再考虑15m3/h井下消防洒水及灌浆脱水量做为矿井排水设计依据，则15号煤层开采时预计正常涌水量200m3/h，最大涌水量300m3/h。（五）其他开采条1、瓦根据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发[2011]1632《关于潞安 公司2011 ，矿井绝对瓦斯涌出量为98.38m3/min。根据《山西潞安 左权佳瑞煤业 矿井瓦斯涌出量预测报告，15102工作面瓦斯涌出量62.67m3/min，瓦斯抽采率必须达到50%以上结合15101首采面抽采实际情况，预测15102工作面本煤层瓦斯源抽采率将55%左右，邻近层瓦斯源抽采率为65%，采空区抽采率为20%，即工作面本煤层抽采瓦斯量为18.14m3/min，邻近层抽采瓦斯量为19.29m3/min，采空区抽采瓦斯量为12.53m3/min，工作面风排瓦斯量为12.71m3/min。2、煤尘性及自燃倾2014年5月，山西省煤炭工业局综合测试中心对佳瑞煤矿15号煤层煤样进行了鉴定，煤尘云最低着火温度700℃，煤尘层最低着火温度290℃，火焰长度30mm，抑制煤尘最低岩粉用量45%，煤尘有性。15号煤吸氧量0.93cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅲ级燃倾向性质为不易自燃3、地温、地井田据地温变化规律由浅而深，温度逐渐增高，深度500m以内，每百米增温0.9～1.6℃，平均每百米增温1.18℃，深度500m以外，平均每百米增温2.5℃，地温较500m以内递增一倍以上。据该煤矿开采过程中，地温也一直保持在正常值内，一般为16℃～17℃之间，属地温正常区。地压也未见异1、煤的物理性煤的物理性质及宏观煤岩类本井田15号煤呈黑色，（相对密度为1.44tm3，真（相对）密度为1.453。细条带状粘土，含黄铁矿结核及散晶。为半亮型煤。显微煤岩验室对左权县马家拐等煤矿的15号煤显微组份测定资料介绍如下，以供参考。显微组分镜质组主要以均质镜为主，有部分基质镜，少量碎屑镜。惰质组多为氧化半丝，有部分的粗粒体，氧化半丝多于火焚丝，少量的碎屑丝。15号煤层镜质组含量为64.04%，惰质组含量为35.96%矿物含量不高其含量为11.57%多为分散状粘分层15号煤层测定的显微硬度为29.21kg/mm2变质阶马家拐15号煤层镜质组最大反射率为1.44%之间，根据镜质组最2、煤的化学性（1515号煤层原煤水分（Mad）为0.58%-2.99%，平均为1.24%，浮煤水（Mad）为0.32%-0.75%，平均为0.55%原煤灰分（Ad）13.75%-25.26%，平均18.83%，为低灰-中灰煤。浮煤灰分（Ad）为5.78%-12.24%，平均为9.09%。原煤挥（Vdaf11.93%-15.90%均为13.40%浮煤挥（Vdaf）为10.40%-12.66%，平均为11.38%，为低挥发分煤。原煤硫分（St，d）0.97%-3.93%2.33%，为低硫-高硫煤。浮煤硫分（St，d）为0.83%-1.80%。平均为1.35%。从各种硫看（1-2-3）15号煤层以硫化物硫为主，其次表1-2- 15号煤层各种 统计150.69-1.690.00-0.020.84-1.040.27-0.450.00-0.000.94-1.0615号煤层原煤空气干燥基低位发热量（Qnet，ad）变化在28.247MJ/kg之间，浮煤空气干燥基低位发热量（Qnet，ad）变化在32.669MJ/kg之间原煤干基发热（Qgrd变化在22.386～29.905MJ/kg之间，浮煤干基发热量（Qgr，d）变化在32.191～33.721MJ/kg之间，15号煤层原煤属低热值-特高热值煤。（B57512009（a900（GRI为主要分类指标。本井田15（a介于10.40～12.660。本井田15号煤层划分为贫煤（PM。6、煤炭产品用15号煤层原煤灰分为低灰～中灰、低硫～高硫、低热值～特高热值煤中等软化温度灰之贫煤。可作为动力用煤、民用煤第三节采区概况设计15102+977m24001400m2.83km2m，开采下限标高+680m，地面标高～m 一采区15煤层位于太原组下段中下部，上距K2灰岩13.49m，平均为11.68m。煤层层位极其稳定，全井田分布，井田内12个钻孔中均见此煤层，厚度5.00～8.57m6.62m，可采系数100%，是本井田唯一的可采煤层，地层倾角一般2°～15°，多为6°左右，属近水平煤层，煤层结构较简单，含夹矸0～3层，一般1层，单层夹矸最厚可达0.37m。煤一采区X1位于勘探区西南角，长轴 200×115m，属可靠陷落柱X2陷落柱位于勘探区中南部长轴 近N75°E，近似椭圆形，直径70×22m，属可靠陷落柱。X3陷落柱位于勘探区中南部，X2陷落柱东北，长轴 N18°E，近似椭圆形，直径90×60m，属较可靠陷落柱。X4陷落柱位于勘探区中南部偏西，长轴 形，直径65×40m，属较可靠陷落柱。X5陷落柱位于勘探区中南部，X4陷落 X6陷落位于勘探区中东部，长轴 属控制较差的陷落柱。X7陷落柱位于勘探区东部，长轴 46×44m N28°E，近似椭圆形，直径49×27m，属控制较差的陷落柱。X9 N5°E，近似椭圆形，直径129×51m，属较可靠陷落柱。X10陷落柱位于勘探区西部偏北，长轴 椭圆形，直径80×44m，属较可靠陷落柱。X11陷落柱位于勘探区中西部偏 N30°W，近似椭圆形，直径约24×22m，属控制较差的陷落柱。X12陷落柱位于勘探区东南部，长轴 37×35m，属控制较差的陷落柱。X13陷落柱位于勘探区东部偏南，长轴N25°W，近似椭圆形，直径91×61m，属控制较差的陷落柱。X14陷落柱位 N58°E，近似椭圆形，直径35×22m，属较可靠陷落柱。X15陷落柱位于勘探区中北部，长轴 直径74×55m，属控制较差的陷落柱。X16陷落柱位于勘探区中北部，长轴N25°E，近似圆形，直径65×63m，属较可靠陷落柱。X17陷落柱位于 N47°W，近似圆形，直径35×31m，属控制较差的陷落柱X18陷落柱位于勘探区东北部长轴 直径150×58m属可靠陷落柱X19陷落柱位于勘探区西北部长轴 N65°W，近似椭圆形，直径45×30m，属控制较差的陷落柱。X21陷落柱位于勘探区中北部，长轴 60×35m，属较可靠陷落柱。X22陷落柱位于勘探区东北部，长轴 E，近似椭圆形，直径45×30m，属控制较差的陷落柱。X23陷落柱位于勘探 N47°W，近似椭圆形，直径23×14m，属控制较差的陷落柱。X24陷落柱位于勘探区西北部，长轴 径85×55m，属可靠陷落柱X25陷落柱位于勘探区东北部长轴 E，向北延伸区外，区内部分近似椭圆形，直径80×75m，属可靠陷落柱。X26陷落柱位于勘探区东北部，长 N20°E，近似椭圆形，直162×94m，属较可靠陷落柱15号煤直接顶板岩性主要为泥岩泥岩相变为粉砂岩及细砂岩。属于不稳定～中等稳定顶板。砂质泥岩：灰黑色，厚层状，厚度平均为18.4；抗拉强度为1.24-1.85MPa，平均为1.54MPa，属软岩。老顶：0.04%36.4MPa34.2MPa2.74MPa，平均为2.51MPa，属中硬岩一采区设计可采储量15.18Mt，服务年限12.97a集中胶带下山与集中回风下山在+977m水平回风大巷以东均布置在号煤层中集中轨道下山布置在岩层中集中胶带下山沿15号煤底板布置，集中回风下山沿15号煤层顶板布置。在+977m水平回风大巷以西集中胶带下山及集中轨道下山穿过煤层沿岩层布置，距离15号煤层10m， 下山与+977m水平回风大巷相连，沿岩层掘进，距离15号煤层20m左右。集中回风下山与+977m水平回风大巷连接集中胶带下山向上延伸至井底煤仓。集中轨道下山与+977m水平轨道大巷相连，集中回风下山布置在二采区回风下山，四者之间的水平间距中至中均为40m++第四节15102++一采区15102综放工作面15号煤层底板标高介于+990～+890m，地表 m，开采深度约252～472m。15102综放工作面北临井田边界保护煤柱，南 回风下山，西++15103顺槽掘进头东邻15101工作面采空区作面四邻关系如图1-4-1所+++1-4-115102综放工作面四邻关系+15102综放工作面长度180m1031m面积225962m215102综放工作面动用储量为.2t，设计可采储量为t，设计生产能0.90Mt/a，可开采时间为17.5月。15102综放工作面15号煤层为全井田可采的稳定煤层，煤层厚8.57m，平均厚6.0m。煤层结构较简0～3层，夹矸一般1层，单层夹矸平均厚为0.30m。煤层直接顶为平均厚度11.3m的泥岩、砂质泥岩，老顶为平均厚度7.1mK2灰岩，直接底为平均厚度9.5的砂质泥岩，老底为均厚度4.2m的泥岩，见综合柱状图1-4-215102综放工作面北临井田边界保护煤柱，南 回风下山，西15103顺槽掘进头，东邻15101综放工作面采空区15102综放工作面东为15101采空区，根据煤层底板等高线，15102综放工作面低于15101采空区，15102综放工作面在回采过程中存在采空区积水15102综放工作面回采过程中要对1510115102工作面不属于承压开采区域本工作面15号煤底板标高为+890，本矿奥灰水水位标高为+823～+825m，回采期间不受奥灰水影响。X15X21面东侧为15101根据煤层底板等高线巷道沿回采方向区域整体为一小型向斜与背斜在掘进中会遇到多次岩层起伏情况方向为单斜构造岩层整体倾角为0°~10°。根据三维资料显示，工作面在回采过程会遭遇1个陷落柱X21。此外岩层可能局部存在起伏变化，小范围的倾角15102综放工作面位于井田中部，标高为约+990～+890m，地面标高~252～472m第二章回采工作面布置及采煤方15102综放工作面作面长度180m，推进长度15102综放工作面自东向置有一采区外侧回风巷、15102工作面轨道顺槽、15102工作面高抽巷、15102工作面胶带顺槽、15102工作面底抽巷，15102工作面胶带顺槽进风，15102工作面轨道顺槽回风，工作面胶带顺与15102工作面底抽巷间距15m，一采区外侧回风巷与15102工作面轨道顺槽间距20m。15102工作面胶带顺槽及15102工作面轨道顺槽沿煤层底板布置，一采区外侧回风巷及15102工作面底抽巷沿岩层布置，15102工作面高抽巷沿12号煤层顶板15102综放工作面各巷道断面见图2-1-123、各顺槽均采用锚网支护形式杆形式和规格杆体采用φ20号左旋无纵筋螺纹钢筋，顶锚杆长度2400mm，间排距见断面图册，锚固方式：顶锚杆采用1支（CK+Z）2360药卷、12360药卷。帮杆体采用φ20号左旋无纵筋螺纹钢筋，帮锚杆长度2000mm，间排距见断面图册，帮锚杆采用一支Z2360锚固剂，锚固托盘规格为150mm×150mm×10mm，托盘拱高不小于36mm。网片规格：采用金属网护顶，网孔40×40mm16号双1支（CK+Z）2360药卷，2Z2360药卷，每根锚索采用高强度锁具及拱形钢托盘，托盘规格为300×300×16mm的钢板，托盘拱高不小于60mm。 15102综放工作面 顺序为：15102→15103，即15102回采工作开采完毕 15103回采工作面15102工作面15号煤层为全井田可采的稳定煤层，该处煤层倾角+10°，平均厚度为6.0m，属厚煤层，含一层厚约0.3m的夹矸根据15号煤层的赋存条件，可选用的采煤方法主要有倾斜分层综合机1、倾斜分层综合机械化采煤自1974全厚及放顶煤等采煤法的缓倾斜厚煤层。15102工作面所开采的15号煤层平均厚度6.00°～+10°机械化采煤法。2、一次采全高综合机械化采中国的厚煤层一次采全高综采工艺经过20余年的在厚度为5.0m的缓倾斜煤层开采应用中，已取得了成功15102工作面所开采的15号煤层6.0m，若采用该采煤进行开设备投国内大采高综采设备不过关，设备需从 口。根据有关资料，一采高5.2m，采面长250m的综22000万元。而一套国产综放设（采高3.2m，面长248m）仅需7500元采高大，易片帮，增大了工作面冒顶的几率，影响产量和生全据邢台东庞煤矿在2702工作面的Ⅱ级顶板条件下大采高综采实验采高3m片帮深度262mm；采高4m，片帮深度426mm；采高5618mm5m，属硬度较大的无烟煤，工作面正常截割时经常片帮，而且是大块片，块度在10m×3m×1m15102工作面所开采的15号煤层为软煤层（f=1.25，片帮和冒顶的危支架高度大，易倾斜失稳。大采高使工作面过小断层变得很，特别是在过断层开采时，采高5.2m的采面最低采高仅3，低于3m的煤设备更大型化、复杂化 量和管理难度增加由于大采高开采带来的诸多问题，国内装备大采高设备的采面也很少，即使条件很好的西部一些矿井采用该套设备也很谨慎。综合以上分析，15102工作面不适宜采用一次采全高综合机械化采法3、一次采全厚综放采我国综放始于20世纪80年代初，20多年来得到了迅速的发展目前放开采单面年产最高已达1000万综放开采主要顺槽掘进量少，掘进费用低，采掘关系缓和搬家倒面次数少，综采面搬迁、安装的费用低较分层开采减少了铺网工序降低了材料工资及巷 等费用提高了块煤率，提高了煤炭售减少了设备的运行费（如采煤机，相对减少了设备折旧费或租费有利于矿井的集中生产和集中控制，有利于实现的目标高工效2～5倍，吨煤成本降低8～20元，经济效益十分显著；对于厚度变化较大的厚煤层更利于提高回资源利用率综放开采的主要缺对于厚度稳定且采高适宜于分层的煤层，综放工作面回采率偏低，一般在80%～90左右；煤尘大，一般比分层开采高出1～3倍对于硬度大、裂隙不发育、埋藏浅、地压小的煤层适应性差虽然综放开采存在一些问题，但经20年的科研和生产实践，大部基于15102工作面15号煤层平均厚度6.00°～+10的开采地质条件，结合现有整套的综放开采设备及丰富的开采技术经验，15102工作面设计采用一次采全厚综放采煤法进行开采。根据采 安排，综放工作面 顺序为：15102→15103工作面设计可采储 t，设计生产能力0.9Mt/a，计划服务年17.5个月1、工作面割煤高度与放煤高依据15101综放工作面煤层赋存状况及设备配采煤机割煤高度为3.0m，放顶煤高度为3.0m，采放比为1：1。2、采煤机截深与放煤放工作面的安全高效生产。采率下降；放煤步距过小，含矸率增大。综放开采经验认为，当回采工作面采放比为1：1左右时，宜采用割一佳瑞煤矿15102综放工作面采放比1：1，因此采用“一采一放”的采煤工艺。采煤机截深、工作面每循环进度、及放煤步距均为0.63m。3、工作面长低、经济效益最好为目标。基于综放开采技术的发展现状，结合丰富的综放开采技术经验、15102综放工作面的四邻情况及巷道布置，确定工作面长度为180。4、采煤工作面年推进15102综放放工作面采用”一采一放”的采煤工艺，日循环次数为3次，则日循环进度为0.63×3=1.89m。工作面年推进度=日循环进度×设计年工作日×正规循环率×0.95=752.4m5、工作面产量及服务综放工作面的产量主要由采煤机割煤产量和综放支架放煤产量两部分组成。工作面日割煤QgShgLg

（2-式中Qg—工作面日割煤产量S—工作面日循环进度，1.89hg—工作面割煤高度，3.0Lg—工作面割煤长度，180m—煤的容重，1.44Cg—工作面割煤回收率，95%计算可得15102综放工作面日割煤产量为Qg1.893.0180.01.440.951396.1工作面日放煤QfS

C

（2-式中Qf—工作面日放煤产量，t/d；hf—工作面放顶煤高度，3.0m；Lf—工作面放煤长度，180m；Cf—工作面顶煤回收率，86.4%计算可得15102综放工作面日放煤产量为Qf1.89

工作面产量计工作面日考虑工作面正规循环率的影响，结合工作面日割煤产量和日放煤产量，综放工作面日产量可按式（2-3）计算。QrKZG(QgQf

（2-式中Qr—工作面日产KZG—工作面正规循环率，一般取0.95。计算可得15102综放工作面日产量为：Qr

工作面年产量与月产矿井年工作日数330d，则工作面年生产能力为3300.83589Mt/a， 6、工作面开采15102综放工作面设计可采储量t，因此工作面的可采时间为15102综放工作面的产量可以保证0.9Mt/a的设计生产能力，可开采时间符合17.5个月的计划服务年限，满足采掘安排。第三节回采工作面装备佳瑞煤矿已为15101一、工作面放顶煤支架15102综放工作面割煤高度3.0m，放煤高度3.0m，采放比为1:1，采用1、架型的选产技术条件、经济条件。综放支架架型选择主要考虑以下几个因素支架应有良好的通风、行人空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为校核该型号支架能否满足15号煤层进行综放开采的要求，评价支架2、支架工作阻力验综放支架工作阻力的确定方目前综放支架工作阻力的确定方法主要有以下几种认为2.0～2.5倍采出厚度的岩层运动对支架无影响，考虑附加动的动载荷以及冒落矸石的重量，此外还应考虑1.5～2.0的安全系数。运用损伤力学研究顶煤的破裂过程，认为支架承受上覆岩层的外载等于促使顶煤体在竖直方向变形的压力，并给出了定量的计算公式。认为综放支架载荷由松脱体压力和老顶回转变形压力所确定。在计基于对顶煤自承能力的认识，把直接顶（包括顶煤）分为全型和半型两种类型，并分别给出了确定初撑力和额定工作阻力的公式。（2）15号煤层综放支架工作阻支架工作阻力的确定方对于15号煤层综放支架工作阻力的确定主要应用以下两种方①建立在国内综放工作面大量统计数据及理论分析基础之上的统计类比法；②建立在支架工作阻力构成分析基础之上的估算法支架工作阻力确定的基础条15102综放工作面煤层平均厚6.0m，采煤机平均割煤高度3.0m，平均放煤高度为3.0m，开采深度为300～320m，煤的普氏硬度（平均）f＝1～1.5。支架工作阻力的确本次设计采用估算法对15102综放工作面的支架工作阻力进行确定①计算表达qKdqmqdm式中

（2-q—工作面支架所需支护强度Kd—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Kd1.1～1.8qm—冒落带岩层自重应力，Nqdm—支架上方顶煤自重应力，N/m2冒落带岩层的自重应力可按式（2-5）计算，支架上方顶煤的自重应力按式（2-6）计算qm10000m

（2-式中m—冒落带岩层hKhm—岩层冒落高度K

Ksz为石碎胀系数（取1.25～1.50式中dm—顶煤容重hdm—顶煤厚度，m

（2-（25（26（24可得计算综放支架所需支护强度的另一种表达式为：m Kq10000KdK

1rdmhdm

（2-②计算15102综放工作面煤的容重取1.44t/m3，冒落带岩层容重取2.50t/m3，岩石碎胀系数取1.30，基本顶失稳时的动载系数依据矿压观测取1.20，结合15102综放工作面煤层开采的基础条件，由式（2-7）可得15102综放工作面q100001.202.506.01.443.0451840N/m1.45 （2-8算出支架的工作阻力。PqLKLDLJ式中P—支架工作阻q—支架的支护LK—端面距LD—顶梁长度LJ—采煤机截深

（2-B—支架宽度，m15102综放工作面支架顶梁长5.47m，宽1.50m，端面0.340m，所需支护强度为451840N/m2，由式（2-8）计算得出支架的工作阻PqLKLDLJB4518400.345.470.631.50③支架工作阻力校依据上述计算结果，15102综放工作面支架所需的工作阻力为4800kN，因此已有的ZF4800/17/33型综放 支架能够满足15102综放工作面进行由于综放工作面前、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 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。15102综放工作面长180m，输送机采 电机，因此在综放工作面上、下端头的机头处各布置3组ZFGD5300/22/35型过渡支架。ZFGD5300/22/35型过渡支架额定工作阻力为5300kN。1、工作面进刀方式、割煤方式及放煤方15102综放工作面采用采煤机端部斜切进刀、双向割2、采煤机小时生产能力核采煤机的平均落煤15102综放工作面采煤机的平均落煤能力可按式（2-9）计算

hh

L

hf

QL Q d式中

f

g Bhg

（2-Qgp—采煤机平均落煤能Qr—工作面日产L—工作面长度i—采煤机割煤速度Vg与空刀牵引速度VkiVgVk，取iLZX—采煤机两滚筒中心距，12.15KKJ—采煤机开机Td—综放工作面日生产Cg—工作面割煤回收率，95％；hf—工作面放顶煤高度，3.0m；hg—工作面割煤高度，3.0m；Lf—工作面放顶煤长度，174m；Cf—工作面放煤回收率Twf—采煤机返向B—采煤机截深，0.63—实体煤容重，1.44LS—刮板输送机弯曲段长度，25m可计算得出15102综放工作面采煤机的平均落煤能力 602533[18010.520.5 0.4510801800.95

0.8641742

0.633 采煤机平均割煤速采煤机平均落煤能力确定之后，其平均割煤速度可按式（2-10）计算

60Bhg

（2-式中Vgp—采煤机平均割煤速度，m/min计算可

60Bhg

60

采煤机最大割煤速度和最大生产采煤机最大割煤速度和最大生产能力可分别按式（21）和式（212）计算。式中

Vg

Kgb

（2-Vgmax—采煤机最大割煤速Kgb—采煤机割煤的不均衡系数，取1.5式中

Qg

Kgb

（2-Qgmax—采煤机最大生产能力，t/h当15102综放工作面采煤机的最大割煤速度和最大生产能力VgQg

1.51.562.341.5254采煤机装机结合采煤机单位能耗，其截割功率可按式（2-13）计算Ng60KZbBhgVgmax

（2-式中Ng—采煤机截割KZb—装机功率备用系数，取Wnh—采煤机割煤单位能耗，按长治、晋城等矿区实测，取值为0.85kwh/m³，15102综放工作面取0.80kwh/m3计算可得，15102综放工作面所需采煤机装机功率为N601.50.633.02.340.80采煤机型号及主要技术参根据高产高效综采工作面设备配套与工程实践经验电牵引采煤机的可靠性明显高于 牵引采煤机同时电牵引采煤机对故障有自我诊断的能力因此选用电牵引采煤机。已有的MG300/730-WD型采煤机能够满足15102综放工作面的使用要（kW：730kW；（kW：2×300（kW：37（kW：50kW牵引速度：0～7.7m/min；1、后部输送机能力核工作面放顶煤的平均速均割煤速度Vgp与工作面放顶煤的平均速度Vfp相等，以减少两个工序的相互影响时间，提高工作面单产。15102综放工作面长度为180m，日循环进度为1.89m，采煤机平均割速度为2.23m/min，则工作面放顶煤的平均速度为2.23m/min工作面平均放顶煤套的工作面平均放顶煤能力可按式（214）计算。Qfp60h式中

BKfCC

1CGSVfp

（2-Qfp—工作面平均放顶煤hf—工作面放煤B—采煤机截深KfC—放煤步距与采煤机截深之比一采一放”时其值为—煤的容重Cf—工作面放顶煤的回CGS—工作面放出顶煤的含矸率，取Vfp—工作面放顶煤的平均速度，m/min将15102综放工作面的相关参数代入式（2-14）可计算得出工作面的平Qfp603.00.6311.440.86410.051.56231后部刮板输送机能的后部刮板输送机能力可按式（215）计算。式中

QhgKfbK

（2-Qhg—所需后部刮板输送机 能力Kfb—放煤流量不均匀系数，取1.5Kyq—考 方向及倾角系数，如表2-3-1所示，取0.9表2-3- 方向及倾角系Kyq计算可得15102综放工作面所需后部刮板输送机 能力为

1.52311.34502、后部刮板输送机选已有的SGZ764/2×315型刮板输送机能够满足15102放工作面的使用设计长度输送能力：1000t/h；刮板链速：1.28电机功率：2×315：1500刮板输送机能力校SGZ764/2×315型刮板输1000t/h的输送能力能够满足工作面最大放煤流量所要求的450t/h的输送机能力。电动机功率校送机量的大小等具体条件，可依据式（216

Kf

Kf

hzcos

cos

式中Ndj—电动机功率

（2-Kdb—电动机功率备用系数，取Kf1—刮板链绕过两端链轮时的附加阻力系数，取Kf2—输送机水平弯曲时附加阻力系数，取qhz—货载每米重力，N/mqQg/3.6vQ—输送v—刮板输送机whz—货载在溜槽中运行阻力系gq—刮板输送机安装倾角（°；qgz—刮板链每米重量，N/m，取30.7×9.8=300.86wgz—刮板链在溜槽中运行阻力Lgb—刮板输送机铺设长jy—传动效率，jyj 器传动y—液力偶合器传动效率，0.96将相关参数代入式（2-16）可以解得15102综放工作面后部刮板输送机1.21.11.14509.80.81024500.41Ndj

10000.90

29915102综放工作面后部刮板输送机所需电动机功率为299kWSGZ764/2×315型刮板输送机电动机功率为630kW，能够满足要求15102综放工作面采煤机的最大割煤速度为3.35m/min为694.5t/h，同上述验算，G764/2×315型刮板输送机的输送能力和电动五、1、机生产能力核fg综放工作面机的生产能力应能满足前后两部刮板输送机的卸载要fg

K

12Q

（2-式中QZZ 机的生产能力Qg—采煤机的平均落煤Qf—工作面的平均放顶煤能力Kfb—放煤流量的不均匀系数，取Kgb—采煤机割煤的不均衡系数，取1.5根据以上计算，采煤机的平均落煤能力为231t/h，工作面的平均放顶煤能力为450t/h，则 2 机选

已有的SZZ800/315型整体焊接箱式结构桥式机1800t/h的输送能力能够15102综放工作面所要求1195t/h的能力设计利用现有，机设计长度：50m（不包括破碎机长度输送能力：1800t/h；装机功率：315kW；刮板链圆环链规格：Φ34mm×126mm选用已有的PLM2000型轮式破碎机，其破碎能力为2000t/h，电动机功率为160kW，进/出口块度780×800/150~300，满足工作面生产要求。工作面 巷带式输送机的 能力要大于工作面刮板输送机的能力且与 机的能力相配套。由于胶带输送机输送能力 距离密切相关。工作面推进长度不同 15102工作面胶带顺槽长1116m，根据工作面的生产机相配套的DSJ120/150/3×200型可伸缩胶带输送机，其主要技术参数为：（mm：1200 （m/s：3.15（t/h：1500 W× 八 综放工作面的液泵站MRB315/31.5的液（两泵一箱表2-3- MRB315/31.5 液泵技术参根据工作面喷雾降尘及设备冷却的需要15102放工作面布置BPW-315/12.5喷雾泵站，其主要技术特征为：公称压力：12.5Mpa；电动机功率：90kW；电动机电压：660/1140经过上述计算分析，综放工作面选型结果如表2-3-3所示表2-3- 综放工作面采、装、运设备配备1台12台13台14机台15台16台7台68套329套1台1第三章回采工第一节回采工艺1、工作面割煤的工艺采煤机采用端头斜切进刀方式，单向割煤，反向清理浮煤，支架及时支护顶板。工作面采用端部斜切进刀单向割煤，其工艺过程如下图所示采煤机下端头斜切进刀→（推非斜切进刀段→正常上行割煤→移架→放顶煤→拉后部输送机→采煤机返向下行清浮煤→推前部输送机（斜切进刀段）→下端头斜切进刀。图3-1- 端部斜切进刀单向割移架的动作如收护帮板→（保持一定压力→（擦顶移架→（保持初撑力。0.63m（24h完成3个正规循环，总进尺1.89，见工作面循环图表3-12。综放工作面劳动组织安排见下表图3-1-23-1- 综放工作面劳动组织安序号生产班生产班生产班111113309611144611第二节工作面顶煤冒放性及回采率1、顶煤冒放性顶煤冒放性的影响因素开采引起的矿山压力的作用下，其冒落与放出的难易程度根据顶煤冒放性的主要影响本矿井15102综放工作面的实际开采深度的煤层开采深度对顶煤冒放性的影响实质上是支承压力对顶煤的压裂影（H）开采15102工作面时，15号煤层埋藏深度大部分在300～320m，大于煤层强度对顶煤冒放性的影煤层强度直接影响顶煤冒放性。一般来说，软煤（普氏硬度系数f≤1）最易冒落，冒落块度小，块径在0.2～0.3m以下，冒放性很好；中硬煤（普氏硬度系数f=1～2）次之，冒落块径多为0.3～0.6m，少数可达1.0m，冒放性较好；硬煤（普氏硬度系数f＞2）的冒放性 ，冒落块径1.0m左右为多，大于1.0m的常见，最大特点是支架后部常有悬空的顶煤。落角一般为85°～1°，中硬煤为65～85，硬煤多为45～65，在多数情况下，冒落角愈大，顶煤放出率愈高。15102综放工作面所采15号煤层普氏硬度系数f=1～1.5顶煤冒放性属煤层厚度对顶煤冒放性的影（或分层厚度）为12.5～15，采放比一般不超过1315号煤层平均厚度分为6.62m3.0，放顶煤高度为3.62，采放比为1:1.2，比较适合于综放开采。顶煤节理裂隙对冒放性的15号煤层硬度较小，对冒放性没有影响。煤层夹矸对顶煤冒放性的和强度等都是复杂的，且是随机的。夹矸层对煤质和开采技术的影响程矸层按厚度可分为三类：薄夹矸层0～0.2m，中厚夹矸层0.21～0.4m，厚夹矸层>0.4m。对放顶煤开采而言，0.3m以下夹矸层多呈片状或板状冒落，对冒放性影响不0.4m以上的夹矸层，即使可冒，也多呈大块状，冒块直径多为0.6～0.8m，部分有达1.0m以上，这样的矸石块体只能停留在采空区，甚至堵塞放煤口，②夹矸层按其在煤层中所处的层位可分为：上部夹矸层，距顶板1.5m1.5～2.0。1.0，若夹矸层较薄，则可随顶煤和直接顶的冒落而冒落，如夹矸层较厚，放煤时可有意识地将这部分煤连同夹矸一起丢失，以保证煤质。故总体看来，上部夹矸对顶煤冒放性影响不是太大。③夹矸层按岩性大致可分两类：页岩类和砂岩类。页岩类包括炭质页岩、泥质页岩和黑色页岩等，其特点是分层厚度小，多在0.lm以下，呈片状冒落即使个别冒块平面尺寸达到0.4～0.5m，但在厚度上多为0.15～0.20抗压强度多为10～30MPa，相当于中硬煤或硬煤的强度，对顶煤冒放性影响响冒放性砂岩类包括粉砂岩砂质页岩等，单轴抗压强度多为30～50MPa，分层厚度0.1～0.3m，可形成拱桥式结构其上部顶煤难以放出，采取破矸措 15102工作面夹矸1层0.3m，夹矸对顶煤冒放影响不5）顶板对煤层冒放性的影直接顶厚度与顶煤冒放性并无直接关系直接顶的厚薄主要是影响老顶的运动和平衡亦即影响支架的受载状况，对顶煤是否冒落和放出关系不大。但如直接顶冒落不能充填采空区顶煤冒 将有部分丢失在采空区而放不出来影响放煤率因此无论是从岩层控制角度还是从顶煤回收率角度来看，都希望直接顶厚度最小也应达到冒能充满采出煤厚的空顶煤冒放性计算与评价目标的影响程序。佳瑞煤15102综放工作面煤层开采深度H为252～472310m=1～1.5RC为5～10Ma；煤层直接顶为2类中等稳定顶板，初次垮落步距为8～18，基本顶为Ⅳ级顶板；工作面采放比11；煤层节理裂隙较不发育；煤层含一层夹矸，厚度0.3，煤层结构为1.0（0.34.7，夹矸单向抗压强度约6～8Ma。2、工作面放煤1（一般每次放出顶煤量的1/3架的放煤量很难做到相同加之沿工作面煤层厚度坡度等有所变化实际上各放煤口的顶煤很难做到均匀下降反而形成高低不平使顶煤丢失 放煤次数越多矸石混入越多在见矸关门的原则下顶煤的损失也就越多。另外多轮放煤方式放煤次数多放煤过程中其他一些辅助操作占用时间多放煤时间长有些情况下出现采煤机等待割煤从而影响了开机率不利于工作面实现高产高效。因此，多轮放煤方式有逐渐被淘汰的趋势。21、回采工作面采放15102回采工作面割煤高度3.0m，放顶煤高度为3.0m，采放比为1:12、工作面大块煤和矸石的处采煤机处有大采煤机附近用滚筒破煤有大块用大锤风镐破 机内处理大块注意敲帮问顶，管理好顶煤，以防伤人等严禁用方法处理卡在放煤口的大块煤炭和矸石。当大块煤炭和矸石卡住放煤口时，首先用支架插板进行破碎，难以处理时必须停止输送机运行，在支架掩护下以人工的方式用大锤或风镐破碎。作面推进8m后进行。末采放煤：工作面回采距停采线15m左右，停止放顶工作面生产过程中，末采放煤的距离可根据实际情况具体调为了保证端头支架的稳定性，机头、机尾各2架过渡架不放顶煤回采工作面顶煤损失按其在采空区空间上的分布，可分为 γ——煤的容重，取1.44t/m3;h1——顶煤厚度，取3.0m；β——垮落顶煤放n1——工作面端头不放煤的支架数，共取4架2、架间损失 长度，取780m；γ——煤的容重，取n1——工作面放顶煤的支架数，共取120d——支架放煤口连缘带入数值得3、末采损失末采损失L——工作面长度，取180m；γ——煤的容重，取1.44t/m3;h1——顶煤厚度，取3.0m；带入数值得4、其它损失的5左右。=606528×530326.4（t）5、总损失N=Nd+Nj+NC+Nm+ 6、工作面回采率工作面设计可采储工作面设计可采储量可按式（3-6）

lZFlTJM

（3-式中QDY—工作面设计可采储lZF—工作面长度lTJ—工作面推进M—煤层厚度—煤的容重，取1.44t/m³15102综放工作面长度180m，推进长度为780m，煤层厚度6.0m，代入Q180 6.01.44 工作面回采率的计15102综放工作面设计可采储量 t（其中顶煤部分606528t；顶煤总损失量为82697.7t，顶煤总损失率为13.6%，顶煤回收率为86.4%。综放工作面的回采率可按式（3-7）

(ghgfhfhghf

（3-式中gf—综放工作面的回采g—工作面采煤机割煤的回收hg—工作面采煤机割煤的高度f—工作面放顶煤的回hf—工作面放顶煤的高度，m计算可15102综放工作面的回采率为

3.0一采区可布置12个回采工作面储量为17.8Mt可采储量为Mt，服务年限为12.97a，采区回

层不应小于75％的要求。第三节工作面主要技术经济指标15102综放工作面主要技术经济指标表见表3-3-表3-3- 15102综放工作面主要技术经济指标1m2m3m4°0~5m6m7%8%9mm个3t%人第四章放顶煤开采的安全技术措第一节顶板管理15102综放工作面15号煤层直接顶为平均厚度11.3m的泥岩、砂质泥育。参考《煤层直接顶分类指标》确定2中等稳定顶板，初次垮落步距为8～18m。15012综放工作面15号煤层老顶为平均厚度7.1m的K2灰岩，灰色，均匀层理，见大量腕足类动物化石，裂隙发育，方解石充填。参考《煤层基本顶分级指标》确定为Ⅳ级顶板，老顶周期来压步距确定为15～20老顶初次垮落步距为30～40m。老顶初次来压平均当量为1018～1400kN/m2，属于非常强烈。另外必须通过试验，在总结实践经验的基础上，合理地加以确定。该矿井工作面顶部为泥岩、砂质泥岩，一般不需要采用强制放顶施。但是当遇到夹矸比较厚时、工作面初采20m左右、正常回采10m左右1、采用TXU-75型探水钻打眼，钻孔直径50mm，此钻最大深100m2、安全员、瓦检员必须在现场检查安全隐患，如果压力突然增大或板发出异常声响，必须停止作业， 到安全地点，待压力缓和后，在进行作业。3、强制放顶应编制专项安全技术措1支架的作用是15102综放工作面为ZF4800/17/33型掩护式低位放顶煤 清理等特点。其技术参数要求如下支撑高度1.7～3.3m工作阻力4800kN；2GD6500/19.5/34型过渡作面端头支架，其技术参数要求如下：工作阻力：6500kN。 Ø20cm×5.6m的一面平大梁，腿为2.5～3.15m的单体柱，一梁四柱，交错二分之一支设。压力大时，增加单体柱数量为一梁5～6柱。工作面第一架和最后一架与进、回风煤壁侧的间距不得大于0.5m。当间距大于0.5m时，用一对交错双抬棚管理，梁规格为Ø20cm×5.6m，间距每增加0.5m，增加一对交错双抬棚管理以此类推工作面两端机（尾安全出口宽度不小于0.7m，高度不低于1.8m。当工作面长度小于180m时，工作面上或下端头安全出口宽度不能保证时，必须在上或下端头煤柱帮侧开帮，以确保安全出口宽度不小于0.7m。开帮宽度小于0.5m时，用单抬棚管理；当开帮宽度0.5～1.0m时，用一对交错双抬棚管理，当开帮宽度大于1.0m时，每增加0.5m，增加一路托棚；以上两溜中间卡柱不得少于4排距为0.8m，紧靠前后溜器的一排柱器进风落山密柱排距后溜机头落山侧一排柱最大滞后距离不得超过2.4尾）保留3排柱即1.6m大于30c（进回风落山密柱支设范围为后溜往里靠支架落山侧的顺巷抬棚下与平行于工作面落山最后一排支柱。工作面支架布置图4-1-13、超前支护：工作面顺槽超前支护应根据所选设备且不少于25m。胶带顺槽采用DZ31型单 支柱配π型钢支护，单体柱三排布置，柱0.8锚索巷道压力不大不严重时顺槽煤壁侧支打铰接顶梁π型根据现场实际情3～4ππ型钢规格同前2.0～3.5m单体柱，其规格根据巷道高度而定，同时超前支护距离可增加30m以上。紧靠煤柱帮可根据生产溜的前后位置确定是否做壁Ø20cm×5.2m的交错双托轨道顺槽的超前支护方式