1200万ta综采工作面生产技术研究报告

1课题研究的意义和内容 51.1国内外高产高效工作面技术概况 51.2研究1200万T/A综采工作面的意义 6 82补连塔煤矿开采现状及条件 2.1井田境界及储量 2.2煤层赋存特征 2.3矿井生产建设概况 31200万T/A综采工作面基本参数的确定 3.1工作面长度的确定 3.2工作面推进长度的确定 3.3工作面开采高度的确定 3.4工作面年产量及年推进度 4浅埋煤层大采高岩层控制 4.1浅埋煤层顶板破断运动规律分析 4.2采场支护结构分析 4.3液压支架工作阻力确定 5综采工作面设备选型与配套 5.1采煤机选型 5.2液压支架的选型 5.3三机的选型 5.4胶带输送机的选型 5.5乳化液泵站的选型 5.6工作面供电设备选型 5.7工作面设备总体配套 6采煤方法 6.1采煤方法选择 6.2采区巷道布置 6.3回采工艺 6.4循环作业及劳动组织 7建设1200万T/A综采工作面其它相关技术 7.1工作面通过断层顶板管理技术 7.2工作面回撤通道贯通时顶板管理技术 7.3工作面超前支架及超前支护技术 7.4预防片帮煤的措施 7.5预防支架倾倒的措施 81200万T/A综采工作面技术经济分析 8.1技术经济效益的分析 8.2工作面技术经济指标 9结论 本报告是在充分调查分析国内外综采技术及装备的基础上，针对**矿区煤层开采条件、目前**矿区生产技术现状和发展前景提出来的。旨在通过研究综采工作面的先进生产技术，进一步提高综采工作面单产，从而达到提高生产效率、经济效益及资源回报告对1200万t/a综采工作面基本参数、浅埋煤层大采高工作面岩层控制技术、综采工作面设备选型与配套、综采工作面回采工艺、巷道布置及支护以及生产过程中相关技术进行了初步研究和探讨，对1200万t/a综采工作面技术经济效益作了初步分析。随着补连塔煤矿2003-2004年2000万t改扩建工程建设的实施，矿井各系统能力进一步增大，为1200万t/a综采工作面生产打下了良好的基础，提供了可靠的保障。研究分析结果表明1）目前国际上先进综采设备生产能力可以满足1200万t/a综采工作面的需要。(2)工作面长度300m，万t。(3)具有明显的经济效益和社会效益。工作面长度300m、工作面推进长度6000m、工作面采高5.5m的高产综采工作面，和目前工作面长度240m、工作面推进长度5000m、工作面采高4.5m的普通综采工作面比较，工作面万吨掘进率降低44.24%，每年巷道掘进费可节省资金648万元；煤炭资源回收率较现有工作面提高22%，仅一个工作面可多出煤232.2万t；工作面工效由518.5t/工提高到769.2/工，提高了48.35%；工作面主要费用吨煤成本降低9.7%，吨煤降低成本1.53元，年生产成本节约1836万元；工作面年生产能力增大了400万t，吨煤销售利润按60元计算，可增加利润2.4亿元人民币。1.1国内外高产高效工作面技术概况为考证国外高产高效大采高、长距离、自动化综采工作面发435米长的综采工作面，南非MATLA二矿6m大采高综采工作面，澳大利亚NEWLANDS矿自动化综采工作面的装备水平配套能力、工艺选择、劳动组织、安全管理、自动化程度、以及矿井系统能力的配套。通过对三矿的考察，反映出**矿区设备配套的局限性、单一性，国外大采高、长距离、自动化综采工作面的发展已经超过了**矿区的水平。国外高产高效综采工作面长度达到435m，最大采高已达6m，综采工作面实现了自动化控制。在综采设备方面，采煤机装机功率超过2000kW,牵引速度平均为15-21m/min,生产能力达到75t/min。同时，采煤机均装备了以微机为核心的电控系统，采用先进的信息处理和传感技术，对采煤机的运行工况及各种技术参数、信息进行采集、处理、显示、储存和传输，通过编程对采煤机牵引速度进行自我调节，对截割电动机的功率进行自我平衡，对机械故障进行自我查询诊断。针对大采高综采工作面，在煤机上设了防片帮液压装置，对司机进行保护，针对工作面煤层倾角，采煤机滑靴采用液压可调式装置，由电脑进行控制，以适应综采工作面横纵向坡度要求。液压支架工作阻力已达到10280kN,支撑高度达到6m,具备双向自动顺序和成组顺序控制，支架支护强度高，工作阻力大，稳定性好，大大减轻了工人的劳动强度，改善了生产条件。刮板运输机长度已超过450m，通过改变运输机溜槽结构增大其使用寿命，链条技术取得了长足进步，运输机采用CST驱动和离合保护系统，装机功率已达到3×1000kW，大幅度提高了输送能力和设备的可靠性。工作面顺槽采用长距离、大功率、大运量可伸缩胶带输送机，多点驱动长度可达6000m，运输能力达到4000t/h。采用CST软起动装置，实现了自动顺序开停机、全机分段通讯和紧急停机等技术。工作面电气设备采用高电压、大容量的组合式自动调节控制开关，装备功能齐全的工况参数监控系统，移动变电站容量已超1.2研究1200万t/a综采工作面的意义根据**公司的发展规划，2005年全公司的生产能力将达到1设高产高效矿井取得了重大突破，从根本上改变了煤炭行业低效率、低效益的局面，实现了由劳动密集型向资本密集型的转变，千万吨的矿井群初步形成，就**公司的现状和发展而言，还有很大的潜力可挖，要突破2亿t产量，需要做大量的生产技术和装备方面的研究，来提高生产水平，实现规模经营。**矿区开采条件优越，地质构造简单，特别适合于大规模开采，现在开采的补连塔煤矿2-2煤，上湾煤矿1-2煤、2-2煤，即将开采的大柳塔、活鸡兔5-2煤以及西部矿区的煤层厚度均在6m以上，目前的装备水平开采特厚煤层一次性采全高资源浪费严重，而且给矿区后期防灭火留下了潜在的隐患。以补连塔煤矿二盘区32201综采工作面为例，该工作面煤层平均厚度6.5m，工作面使用采高为5m的液压支架，平均采高4.5m，工作面回采率仅为69.2%，如果使用6m采高的液压支架，平均采高5.5m，工作面回采率可达到84.6%，仅32201工作面可多采出煤炭102万t，如果补连塔新井田2-2煤全采用6m大采高支架回采，可多采出煤炭1.3亿t。所以研究和发展大采高综采工作面已经迫在眉睫。上湾煤矿是**矿区第一个使用5.5m大采高综采设备的矿井，该工作面2003年10月份投产，2004年1~9月份平均月产95万t以上，已经达到年产1000万吨的水平，目前是**矿区产量最大的综采工作面，上湾煤矿采用5.5m大采高综采设备的成功经验，除了和上湾煤矿强化管理有关外，还与合理的设备配套有很大的关系，由于采高的加大，设备功率的增加（采煤机功率1815KW，刮板运输机功率3×700KW实现了综采工作面产量的大幅度提高。上湾煤矿5.5m大采高综采工作面设备的成功使用，是**矿区综采设备向大采高迈进的一次重大突破，为今后**矿区大采高综采工作面的发展提供了有力的依据。研究大采高超长工作面的生产技术和装备水平，来提高回收率以取得高效率、高效益、低成本的经济效果，对**公司可持续发展具有重要的价值。另外根据国外同等条件矿井的大采高工作面情况来看，设备配套上采用世界先进的大采高综采工作面设备，取得了非常好的经济效益。1200万t/a综采工作面生产技术代表了国内外煤矿生产技术最新的发展方向，它是矿井系统能力配套、工作面工艺合理选择、工序合理匹配、生产安全保障及科学管理等方面的综合结果，是矿井综合科技水平提高的具体体现。以工作面设备合理配套及工艺参数优化为核心，将采场矿压控制，巷道支护及矿井运输等相关技术进行综合配套研究，将有力地推动煤矿集约化生产技术发展，通过进一步提高工作面单产，加快高产高效矿井建设，以更低成本迎接市场挑战，在激烈的市场竞争中求生存、求发展。该报告的研究对**矿区厚煤层的开采具有重要价值。（1）1200万t/a综采工作面技术参数确定；（2）大采高综采工作面采场的矿压显现特点：包括矿压显现规律、顶板破断运动规律、顶板破断运动对支架的作用、支架对围岩控制及支架工作阻力的确定；万综采工作面设备选型及配套；万综采工作面采煤方法；万综采工作面其它相关技术；万综采工作面经济效益分析。2.1井田境界及储量1999年7月**公司矿区总体规划对补连塔井田范围作了合理扩大。将原井田西界接壤的呼和乌素井田全部（76.84km2）、尔林兔井田一部分（16.8km2）以及原井田南界接壤的上湾煤矿一部分（2.4km2）划归为补连塔煤矿井田范围。扩大后补连塔新井田地质储量21.2亿t，工业储量20.6亿t，可采储量为13.5亿t，井田主要煤层可采储量情况见表2—1。表2—1补连塔矿井田主要煤层可采储量表单位：亿t煤层编号1-22-23-1原井田新井田42132.2煤层赋存特征补连塔井田地质构造简单，无大的断层和褶曲，煤层赋存条件优越。主要可采煤层厚度大、倾角缓、层位稳定、储量丰富，煤层瓦斯含量低（0—0.19m3/t矿井水文地质条件简单、涌水量小（150m3/h左右煤层埋藏浅、顶底板较稳定，易于管理，煤层属于中硬以上，韧性较好。煤的燃点低（300℃左右）,属于易自燃发火煤层，煤尘具有爆炸性。井田内含煤地层为中生界侏罗系中下统延安组（J煤系1-2y地层总厚187.3m，含煤系数10%，共含有煤层14层，主要可采煤层为三层：1-2煤层平均厚度5.03m；2-2煤层平均厚度6.75m；3-1煤层平均厚度3.16m。井田地形总趋势为北部高南部低，东部高西部低，平均海拔标高+1170m—+1125m之间，最低点为白石头沟。井田地表覆盖第四系松散层，厚度5—50m，平均20m左右，并呈东厚西薄、北厚南薄变化。1-2煤层上覆基岩厚度10—180m，且从井田东部向井田西部逐渐增厚变化。1-2煤层与2-2煤层的层间距为36m，2-2煤层与3-1煤层层间距为30m。井田内煤质变化规律为：水平方向从东向西、从北向南煤质逐渐变优，垂直方向从上到下煤质逐渐变优。补连塔矿井田主要采煤层煤质指标情况见表2—2。2.3矿井生产建设概况补连塔煤矿原设计生产能力300万t／a，1997年10月16日建成投产。1998年矿井进行了技术改造，现矿井实际生产能力1000万t/a，2003-2004年又对矿井系统能力进一步改造，改造后矿井系统生产能力可达2000万t。2.3.1井下生产建设情况（1）井田开拓方式补连塔煤矿经矿井技术改造后，构成了平硐—斜井开拓方式。表2—2补连塔矿井田主要煤层煤质指标情况水分（Mad）d焦油产率（Tar,d）1-27.70%8.67%0.68%28.66MJ/kg6853.84kcard/kg32.61%27.99MJ/kg6693.61kcard/kg21.13%2-26.91%7.11%0.31%29.45MJ/kg7042.76kcard/kg36.44%28.20MJ/kg6743.83kcard/kg31.59%3-16.95%0.39%30.60MJ/kg7317.77kcard/kg35.68%29.62MJ/kg7083.41kcard/kg矿井划分两个开采水平：2-2煤层及以上为上煤组，划为第一水平。2-1煤层以下为下煤组，划为第二水平。大巷采用分煤层盘区布置方式，主要巷道均为煤层巷道，一水平采用联合布置。附：补连塔煤矿新井田开拓系统图（2）工作面开采情况补连塔煤矿从1997年投产以来，首采工作面为2211综采工作面，工作面布置在1-2煤层二采区，采用走向长壁开采。其余已采的五个工作面31301、31302、31303、31304、31305均布置在1-2煤层三采区，采用倾斜长壁布置方式；2-2煤二盘区布置六个工作面，全部为走向长壁布置方式。2.3.2主要生产系统（1）运输系统矿井主要运输方式采用胶带输送机运输，旧主井系统现已改造，其运输能力增大到2500t/h；新主井系统已经于2004年5月份正式投入使用，其运输能力为3500t/h，年通过能力增大为辅助运输方式采用无轨胶轮车运输，辅助运输能力满足综采工作面大型设备运输要求。2004年年底铁路的运输、装车能力将达到2000万t/a。（2）矿井通风能力改扩建后，矿井采用中央抽出式通风系统。南进风井、南回风井全部改为回风井，主扇更换为型号FBCDZNO38/800*2的对旋16800m3/min。叶片角为11°时，风量可达1920风能力可以满足2000万t/a矿井生产能力的风量要求。（3）供电系统矿井有两路双回路供电系统，其中一路供电电源双回路取自大柳塔110kVA区域变电站的35kV母线。供给工业广场35kV变电站，变电站内设有三台8000kVA变压器。另一双回路电源取自松定霍洛110kV区域变电站供给南风井35kV变电站，内设有2台5000kVA变压器。工业广场35kV变电站与南风井35kV变电站之间以185mm2联络导线连接。矿井井下生产采区供电方式采用地面35kV箱式移动变电站，直接向井下6kV供电。采区变电所直接将6kV供给综采工作面和连采工作面的移动变电站。（4）地面洗选厂建设情况补连塔矿洗选厂原设计能力400万t/a，2001年达到600万t/a。2002年2月，经过原煤旁路直通系统的改造，实际能力达工程洗选厂扩建后过煤能力可3.1工作面长度的确定工作面长度的确定受有多种因素的影响，它与煤层赋存条件、设备能力和工作面技术管理水平有关。针对补连塔矿的具体条件，结合国内外现状，为了实现工作面年产1200万t，确定工作面长度为300m。3.2工作面推进长度的确定根据矿井具体条件、设备的型式和目前本矿井开采技术水工作面自燃发火采取相应技术措施后，结合设备大修周期，工作面推进长度取6000m。3.3工作面开采高度的确定工作面开采高度的增大，可以相应提高工作面的产量和回采率，工作面采高确定除应满足工作面通风、设备、材料、人员的运送和工作面搬迁要求外，还应考虑设备可靠性和围岩的稳定性。采高越大，煤壁越易发生片帮，对顶板稳定性要求越高。综合考虑煤层赋存状况和引进国外配套综采设备，确定工作面采高3.4工作面年产量及年推进度（1）工作面日推进度按工作面日产40000t计算，工作面日进度为：式中：S—工作面日进度，m；Q—工作面日产量，40000t；L—工作面长度，300m；所以工作面循环进尺为0.85m，日循环数n为：取n=23工作面日推进度为19m。（2）工作面日产量Qg=S×h1×Lg×r，t/d式中：Qg—工作面日产量，t/d；S—工作面日进度，19m；h—采煤机割煤高度，5.5m；1Lg—工作面长度，300m；r—煤体容重，1.29t/m3；则：（3）工作面月产量、年产量及年推进度工作面月工作日数按25d计，则工作面月产量为1011037t，年产量为1213万t。月进度为475m，年推进度为5700m。4.1浅埋煤层顶板破断运动规律分析4.1.1关于浅埋煤层老顶的破断运动特征在浅埋煤层条件下，老顶稳定运动阶段与一般开采条件下老顶悬露后的离层运动不同，如只有一层（层组）坚硬岩层组成的老定时，老顶岩层之上的泥岩层、风化层、松散层随着老顶变形运动而作为较重的载荷层而运动，而不是离层运动，表现为重载荷作用的整体下沉运动。在有两层（组）老顶的条件下，下位老顶可能产生离层运动，但第二层老顶受上覆重载荷的作用下整体下沉，这样它又作为载荷层作用于第一组老顶之上，形成第一组老顶的整体下沉。老顶破坏发展阶段类似一般开采条件下的破坏发展情况，其破断线位于煤壁内部。当工作面推至极限垮落步距时，在上覆重载荷的作用下，以剪切破断为主。当无主动支护或主动支护小时，在煤壁线附近发生切落，当主动支护达到一定值时，在支架上方产生拉断裂隙，在重载荷的作用下，在架后二次切落，可称为剪切后运动。浅埋煤层由于覆盖层的作用，形成不成稳定的砌体结构，只能形成暂时的平衡结构，失稳运动表现为基岩全厚度整体台阶切落，这是浅埋煤层矿压显现强烈的主要原因，切落后的沉陷运动过程对采场矿显现及支架—围岩相互作用关系有重要的影响。需要指出的是，基岩全厚度切落并不等于全厚度整体沉陷。从矿压观测表明基岩在沉陷过程中岩层间自下而上有一个滞后的过程，成为阻滞运动。4.2采场支护结构分析开采后上覆岩层形成“大结构”，而采场支护是包含于其中的小结构，支架的受力大小及其在回采工作面的分布规律不仅与支架性能有关，而且与围岩性质有关，及支架与围岩形成的整体特征有关，下面就从“支架—围岩”相互作用的机理来分析大采高浅埋煤层工作面采场的支护结构。4.2.1顶板破断运动对支架的作用补连塔煤矿的开采实践表明，老顶初次来压并不强烈，工作面液压支架只有中部部分支架安全阀开启，支架工作状态良好，对顶板能有效控制。但是在工作面充分采动之后工作面矿山压力明显增大，每一次的周期来压有50％的支架阻力超过额定工作阻力，特别是大周期来压时支架急剧增阻，从30＃—110＃支架安全阀开启，顶板下沉速度快，下沉量较大，最大可达500mm，说明支架承受了相当大的顶板作用力。4.2.2支架对围岩控制作用分析在“支架—围岩”关系中，围岩赋存的地质和力学特征是矛盾的主要方面，一定的赋存条件和开采条件，采场的围岩破坏是给定的，但是在破坏给定的条件下，选择合理的支护手段和参数则可能控制破断岩层的运动，以至于控制部分破坏过程。下面就结合补连塔煤矿的实际情况分析如下：（1）ZY6000—2.5/5.0液压支架使用情况31301工作面于1999年元月份投产，可采储量360万t，本工作面使用北京煤机厂ZY6000—2.5/5.0型液压支架和JOY公司的采煤机、刮板机、转载机以及国外配套的电气设备。随着采高的增大、矿山压力的增加，出现了支架大脚和掩护梁损坏事故，严重影响了工作面的生产能力。支架的大脚和掩护梁开焊断裂的原因除与支架的设计、工艺、材质等有关外，很重要的原因是与支护强度小有关。补连塔煤矿31301工作面支架初撑力为5048kN，工作阻力为6000kN，工作面初次来压后，工作面压力明显增大，即使非周期来压期间，仍有部分安全阀开启，在大周期来压时，40—120＃支架安全阀普遍卸载，中部煤壁片帮严重，深度达1m，活柱下沉量大，最大为700mm，支架基本是在恒阻特性下工作，说明支架工作阻力偏小，不能有效控制顶板的破断运动。（2）DBT8600—2.4/5.0液压支架使用情况31303工作面使用DBT8600—2.4/5.0大采高液压支架，初撑力为5873.8KN，工作阻力为8638KN，该支架在回采过程中存在一定程度的倾倒问题，但对生产没有大的影响，由于支架选型合理，能有效地控制顶板的破断运动，目前该支架采出煤量已达到4.3液压支架工作阻力确定分析三盘区的综合柱状图，已知老顶有两组关键层，其厚度下两组关键层的载荷厚度分别为10m、30.43m,小周期来压步距为10-13.5m,平均12.5m；大周期来压步距为35m左右。将来设计采Σh=20.2m；两柱掩护支架支护效率μ=0.9；支架控制小周期来压的工作阻力，按“台阶岩梁”结构进行计算：当小周期来压时，下位关键层破坏运动，其关键层的最大回转角度为取岩石碎胀系数K=1.2，经计算θ=90。根据补连塔煤矿矿体开采条件，取沙质泥岩载荷层参数则载荷传递系数周期来压期间取P=G+F，求得K=0.57。将相关参数代入（4—20）可得控制小周期来压时的支护阻力小阻当上部关键层破断运动时，滑落失稳时表现为大周期来压，对下位岩层有一定的传递作用，其作用力为P则：D取传递系数K=0.15，求得P=2685KN。DDD力为：取支护效率0.95，所以合理的工作阻力为：所以支架的理想阻力为11000kN。综采工作面成套设备主要由液压支架、采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机、胶带输送机及工作面供电、供液设备等组成，这些设备的正确选型及合理配套，是充分发挥设备生产效能，达到高产高效的前提。设备选型着重考虑设备的生产能力、主要技术指标、适应性、可靠性、安全性、经济性、配套性等因素。5.1采煤机选型影响采煤机选型的主要因素包括煤层的力学特性、煤层厚度和倾角、工作面生产能力等，因此采煤机选型以采煤机对工作面地质条件的适应性，以及采煤机的实际生产能力作为主要考虑因素，同时兼顾设备的配套性、经济性与可靠性。主要选型原则：（1）采煤机的生产能力大于工作面设计生产能力。（2）主要技术性能满足工作面顶底板岩层特性和煤层的力学特性。（3）整机大修周期的过煤量应大于工作面的可采储量。（4）采煤机与液压支架、刮板输送机之间必须具备良好的配套关系，这主要指采煤机的滚筒截深、机面高度、卧底量、牵引方式等技术指标，以及采煤机与刮板输送机之间的过煤空间，采煤机与工作面两端头设备的配套性等。5.1.2采煤机的技术参数确定（1）采煤机牵引速度确定根据计算结果,1200万t/a工作面日循环数n为23,采用“四六制”作业方式，即三个班出煤，一个班准备、检修，采煤机每个循环的平均作业时间为:式中：T—每个采煤班工作时间，h；t—采煤机每个循环的作业时间，h。采煤机截煤时的平均牵引速度按下式计算:式中:L—工作面长度,m；L—采煤机及斜切进刀长度,m；1t—辅助工作时间,取5min；1V—采煤机牵引速度度,m。（2）采煤机生产能力计算采煤机正常开机割煤时的理论生产率估算公式如下：式中：Q—采煤机理论生产率，t/h；H—工作面煤层平均采高，取5.5m；B—采煤机滚筒截深，取0.85m；V—采煤机截煤时的平均牵引速度,m/min；（3）装机功率采煤机装机功率可以采用比能法进行计算。P=QHw，kW式中：P—装机功率，kW；Q—采煤机的理论生产率，3448t/h；Hw—采煤机单位能耗，kW.h/t。以补连塔矿所用JOY公司生产的6LS采煤机为例估算Hw。6LS采煤机装机功率为P=1500kW，采高H=4.5m,牵引速度Hw=P/Q=1500/2368=0.6,kW.h由此计算得：w因此，选用的采煤机装机功率应不小于2000kW。（4）牵引力**矿区煤质硬度普氏系数达到f=3左右，且韧性较大，工作面倾角一般在0—3°。目前所用的采煤机自重75t左右，牵引功率达到2×70kW，牵引力达到600kN以上，平均割煤牵引速度8m/min。多年的生产实践表明在**矿区生产条件下，这些技术参数匹配合理，对1200万t/a工作面采煤机牵引力的选取有相当大的对比参考价值。实现1200万t/a生产能力时，采煤机平均割煤牵引速度应达到9.53m/min以上。因此，采煤机牵引功率应（5）滚筒直径双滚筒采煤机的滚筒直径以大于工作面最大采高的0.5倍为宜。补连塔煤矿综采工作面配套支架最大高度为6m，工作面最大采高必须控制在5.8m以下，所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于2.9m即可满足使用要求。根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径根据上述分析计算，生产能力为1200万t/a的综采工作面，配套采煤机主要性能和技术参数应满足以下要求：①采煤机的生产能力大于3448t/h；②采煤机允许的平均截割牵引速度大于9.53m/min；③采煤机应优先选用865mm截深的滚筒；④采煤机的装机功率不低于2000kW；⑤采煤机牵引功率2×110kW以上，牵引力800kN以上；⑥滚筒直径2.9m。目前世界上几个先进的采煤机生产厂家的产品能达到以上生产能力及技术要求，根据我矿区目前使用情况，选用EickhoffSL500系列型采煤机比较理想，而且该型采煤机在南非MATLA二矿6m大采高综采工作面也得到成功使用。EickhoffSL500型采煤机技术参数见综采工作面设备一览表。表5—4。5.2液压支架的选型5.2.1液压支架选型原则补连塔煤矿1200万t/a综采工作面配套液压支架的选型主要应考虑以下几方面：（1）支架架型结构与工作面煤层赋存条件相适应；（2）液压支架对顶板的支护强度与**煤田大采高综采工作面顶板破断运动规律相适应；（3）支架的支撑高度与工作面采高相适应；（4）支架电液控制系统的技术性能（主要指跟机移架循环周期）与工作面高速推进的生产技术条件相适应；（5）支架的可靠性（主要指实际大修周期和实际使用寿命）必须与高产高效工作面的生产要求相适应；（6）支架运输尺寸、搬运方式及支架自重与矿井辅助运输条件相适应；（7）支架通风断面与工作面通风要求相适应。5.2.2液压支架性能及参数的确定（1）液压支架结构型式的确定根据补连塔煤矿1-2煤层的矿压特点和近年来引进支架的使用情况，1200万t/a综采工作面配套液压支架结构型式宜选用两柱掩护式。（2）液压支架主要技术参数确定①支架额定工作阻力和初撑力根据对综采面液压支架工作阻力的计算，中心距为1.75m，控顶距约为4.05m的支架的工作阻力为11000kN，支护强度约为初撑力可按下式确定：0式中：P—液压支架额定初撑力，kN；0P—液压支架额定工作阻力，kN。综采面支架的初撑力可以根据上面公式推荐的60%—80%范围，以矿区正在使用的液压支架的初撑力做参考，采用对比法选定。**矿区目前在用的四种液压支架的工作阻力与初撑力对比情况见表5—1。表5—1**矿区在用液压支架初撑力参数表JOY76250/2.2/4.3JOY8670/2.4/5.0DBT7432/2.2/4.5KD5053.8DBTDBT8638/2.4/5.0KD86385873.868从表5—1可以看出，**矿区目前使用的四种液压支架的设计初撑力约占其额定工作阻力的66%—73%。这些支架已经在**矿区应用多年，对工作面顶板维护效果良好。因此，补连塔煤矿综采面支架的设计初撑力可参考选定为支架额定工作阻力的70%0（3）支架移架循环周期液压支架的跟机移架速度必须满足采煤机割煤时的平均牵引速度，即不得低于9.53m/min。液压支架一个降架—移架—升架循环的周期t可以采用下式计算：t≤60A/V=60×1.75/9.53=11.02s式中：v—采煤机平均截割牵引速度，9.53m/min；A—支架中心距，1.75m。(4)支架推移步距液压支架的有效推移步距应与采煤机的截深相配套，采煤机选型计算推荐采用865mm截深的滚筒，因此对应液压支架的有效推移步距应为865mm。（5）大修周期与寿命依据**公司引进综（连）设备寿命及大修期表，液压支架大修产量为1200—1400万t。故此选用引进液压支架在大修周期内可以满足工作面1200万t出煤量。（6）底座对工作面底板的比压支架底座对工作面底板的比压以矿区在用的液压支架的底座比压作参考，采用类比法选定。选定情况见表5—2。表5—2**矿区液压支架底座比压对比WS1.7JOY7625/2.2/4.3JOY8670/2.4/5.0工作阻力最大比压MPa平均比压MPa从表5—2可以看出，**矿区目前在用液压支架的平均比压为2.0—2.5MPa。这些支架已经在**矿区应用多年，配合提底座机构的应用，支架底座对工作面底板条件的适应情况良好。因此，补连塔综采面支架的平均底座比压可参考选定为小于2.5MPa。大采高支架在全球已经广泛使用，目前装备5.5-6m支架的工作面就有8个综采工作面，其中德国Lazy矿、南非Matla矿装备了6m大采高支架，南非MATLA二矿开采石炭二叠系煤层，主采煤层厚度6.5m，埋藏深度116m，属于浅埋煤层，开采技术条件类似**矿区。液压支架工作阻力为10556KN，完全能控制顶板，支架使用非常成功。**公司开采实践表明，本区矿山压力较大，由于浅埋深薄基岩厚松散层的特点，有时顶板破断运动表现为整体岩柱切落。需要足够的支撑力来控制顶板，经理论计算中心距为1.75米的支架，采高5.5-5.8米，最理想的工作阻力为11000KN。目前DBT公司制造的6m支架完全可以满足。但是采高增大后可能会产生较严重的片帮问题，可以通过改变液压支架的护帮机构来解决，为解决液压支架的倾倒问题以及调面困难问题，在设备底座上配备底调油缸。Matla矿使用的液压支架为两节护帮板。另外，采煤机采煤机也采取了相应的防片帮措施。端头支架建议国产化，选用支撑高度为5m、顶梁可以伸缩的四柱支撑掩护式支架。根据上述分析计算，生产能力为1200万t/a的综采工作面，配套液压支架的主要性能和技术参数见综采工作面设备一览表表5—4。5.3三机选型5.3.1三机选型原则综采工作面三机的选型主要从设备配套性，对工作面地质条件的适应性，安全可靠性和经济性等方面。（1）刮板输送机、转载机、破碎机的运输能力都应大于采煤机的生产能力，一般取1.2倍；（2）工作面刮板输送机、转载机、破碎机大修期的过煤量应大于工作面回采煤量；（3）刮板输送机应满足与采煤机、液压支架的配套要求；（4）转载机要与可伸缩胶带输送机相配套；（5）刮板输送机的铺设长度满足工作面长度要求。5.3.2三机参数及性能的确定（1）刮板输送机技术参数确定①输送能力按照采煤机割煤时的平均落煤能力确定工作面刮板输送机输送能力。通常考虑到工作面输送条件较差，工作面输送机的实际运输能力应为平均落煤能力的1.2倍，所以刮板输送机应具备的输送能力为g式中：Q—采煤机的理论生产率。②刮板输送机的铺设长度刮板输送机的铺设长度应达到工作面长度，约为308m，其精确长度详细配套设计时确定。③刮板输送机功率A、刮板输送机的重段和空段运行阻力可按下式计算式中：Wzh—重段运行阻力，N；Wk—空段运行阻力，N；q—工作槽内单位长度上的负荷质量,kg/m；gQ—刮板输送机的输送能力，4000t/h；gω—煤在溜槽中的运行阻力系数，0.4；q0—刮板链单位长度的质量，q0=160kg/m；ω—刮板链在溜槽中的运行阻力系数，取0.2；0β—煤层倾角，补连塔煤层倾角为0—3°,取β=0°;L—刮板输送机的铺设长度，按308m计算；±—向上运输用“+”号，向下运输用“-”号。由此得出：B、刮板输送机功率计算刮板输送机总的运行阻力为：式中：W0—刮板链的牵引力，N；ωf—刮板输送机溜槽弯曲段的附加阻力系数，取1.12。刮板输送机的装机功率为：0式中：η—传动装置的效率,取0.85。③刮板输送机的寿命估计根据以上计算可选择DBT公司生产的PF6/1142*2058mm型刮板输送机，大修期过煤量可采用以下类比的方法确定。2500t/h时，实际大修期过煤量为900-1100万t，由于新选用的4000t/h，相应大修期过煤量应按比例增大，其设备大修期可按比例估算为：大修期过煤量=4000／2500×900＝1440，万tPF6/1142*2058mm型刮板输送机主要技术参数见综采工作面设备一览表。表5—4。通过实际考察情况，PF6较我们现在使用的PF4在设计和制造工艺方面做了很多优化和改进，主要表现在以下几个方面：1、溜槽由过去的重载铸钢槽结构改为组装槽结构（目前JOY公司采用铸钢槽实现了基本槽和顶部通过槽的分离，顶部通过槽中板和侧板采用抗磨材料制造，实现了磨损和加载区域分离，锻造和滚轧部配合最优化，钢槽焊接装配全自动化，所有焊接部分都不在磨损地方，可以通过更换顶部通过槽加大溜槽磨损寿命（顶部槽和基本槽的磨损比为3：1）。面积，降低了配合压力，减少了侧板的磨损，延长了使用寿命。3、链条采用48*144/160mm，设计较48*152/152设计更合理，使链轮和链条啮合实现了最佳配合，延长了链轮和链条的使用寿命，链条是由DBT设计，由德国两个单独得厂家生产。2*1200KW的驱动。运输能力可以增加到5000t/h。5、CST驱动系统。同步软启动可以始终提供最大的转矩；实现过载保护，无断链现象，使链条损失降到最低；精确分配负荷、实现最小的能量消耗，运输机无过热现象，延长使用寿命。6、刮板机选型生产能力增大到4000t/h，这在一定程度上增加了设备的可靠性，减少维护量，降低设备的维修费用，增加设备的使用寿命。7、设备配套时工作面运输机溜槽高度在1.4m左右，既可以防止片帮煤进入电缆槽，也可以防止片帮煤落在支架大脚前，避免移架时挤坏电缆影响生产，更主要的可以保证安全。通过考察和理论分析，认为PF6刮板机是保证长距离工作面较好的运输机，是满足1200t/a综采设备配套理想的刮板运输机。（2）转载机、破碎机技术参数及性能确定转载机、破碎机的选型主要考虑其生产能力及三机的配套性。因此，可选择与DBT刮板机相配套的PF6/1532转载机和SB0916U破碎机。考虑大块煤的影响，可采用两级破碎的方式，因此，需选用两台SB0916U破碎机，第一级破碎机的过煤高度初步定为1500—600mm，第二级破碎机的过煤高度初步定为600—300mm。转载机、破碎机的主要参数见综采工作面设备一览表。表5—4。配套时的注意事项：从**矿区目前设备配套情况看，由于该区煤层完整性好，工作面大块煤增加了刮板机的运行阻力，所以刮板机功率选型应考虑偏大一些，转载机的能力应该比刮板机能力大，这样大大减少大块煤堵塞和刮板机、转载机压死现象。目前，**公司由于转载破碎机能力小，大块煤影响比较严重，所以在设备配套时应考虑。5.4胶带输送机的选型5.4.1胶带输送机的选型的原则（1）胶带输送机的输送能力应大于或等于工作面刮板输送机的输送能力；（2）胶带输送机的机尾部要与转载机的配套尺寸相适应；（3）胶带输送机的输送长度要根据运输巷道的长度、坡度、以及输送机功率等因素综合考虑。5.4.2胶带机的参数确定根据设备能力配套原则，带式输送机的运输能力应为采煤机的1.2倍，所以，带式输送机的输送能力为4000t/h。在工作面基本参数的初步确定中，工作面的推进长度定为6000m,根据可选择的带式输送机的技术参数和补连塔使用经验，宜选用两部3000m长的带式输送机或一部6000m两点驱动的带式输送机。带式输送机技术参数见综采工作面设备一览表表5—4。5.5乳化液泵站的选型5.5.1泵站及相关电器设备的选型原则乳化液泵站的选型原则可以归纳为以下方面：（1）泵站的输出压力应满足液压支架初撑力的要求；（2）泵站的输出流量应满足液压支架移架速度的要求；（3）乳化液箱的容积应满足多台泵同时工作的需要；（4）泵站应配备机电液一体化的检测系统，以实时检测系统的输出流量、输出压力，乳化液箱的液位和温度、泵站运行状态，并可预警，保护人员和设备的安全。5.5.2乳化液泵站的参数计算（1）泵站额定流量满足移架速度要求的系统供液量为：Qb=10-4VKb（n1s1F1+n1s1F2+n2s2F3）/L，L/min（5—1）式中：Qb—系统供液量，L/min；V—采煤机截煤时的牵引速度，9.53m/min；Kb—考虑系统漏液和其他千斤顶同时动作时的修正系数，Kb=2.0；n—移架时升、降的立柱数，取2；1S—移架时立柱的升、降高度，取50m1S2—移架步距，取865mm；F1、F2、F3—分别为立柱活塞腔、活塞杆腔及推移千斤顶移架时腔内的有效作用面积，cm2。F=1256.6，cm21F2=181.4，cm2F3=213.8，cm2L—支架宽度，1.75m；n—工作面同时移架的支架数。2将数据代（5—1）式得：+1×850×213.8)/1.75=355根据以上计算，并参考目前补连塔矿和榆家梁矿在用的乳化液泵站，选用两台英国RMI(雷波)公司生产的S350型泵站并联，即可满足要求，从可靠性考虑，应再备用同型号的S350型泵站一台。（2）泵站压力所选液压支架的技术参数表明，当泵站压力为31.5MPa时，支架的初撑力为7879kN,大于所需的初撑力7700kN,因此，乳化液泵站额定压力31.5MPa。（3）泵站功率泵站电机功率为：N=PQ/61.2/η=31.5×350/61.2/0.92=196，kW式中：N—泵站电机功率，kW；η—泵的效率，取0.92；bPb—泵站额定压力，31.5Mpa；Qb—泵站额定流量,350L/min。根据以上计算设备情况，选用RMI雷波公司生产的S350型乳化液泵站即可满足要求。该泵站主要技术参数见综采工作面设备一览表。表5—4。5.6工作面供电设备选型5.6.1工作面用电量计算工作面用电负荷统计见表5—3。表5—3工作面用电负荷统计表设备名称台数刮板输送机乳化液泵站喷雾泵站EickhoffSL500PF6—1342*2058mmPF6/1532ImpactrollcrusherSB0916U111232备用一台备用一台5.6.2工作面移动变电站及馈电开关选型（1）采煤机及刮板机、转载机、破碎机用组合式变电站选择采煤机、刮板机、转载机总负荷为5640kW，所需变压器容量：选择变压器容量SBS=6500KVA＞SBJ，满足要求。个出口接触器额定电流320A，短路关断电流2560A，用以控制采煤机及刮板机。1140V低压端电气出口有8路，每个出口接触器额定电流320A，短路关断电流2400A，用以控制转载机。（2）破碎机、泵站移动变电站选择破碎机、泵站总负荷为2080kW，所需变压器容量:SBJ=KxΣPe/cosφpj=0.8×2080/0.75=2219,kVA选择变压器容量SBS=2500kVA＞SBJ，满足要求。（3）泵站控制开关选择乳化液泵站额定功率为260kW，额定电流170A；喷雾泵额定功率150kW，额定电流98A。选择8SK组合开关，其每一个驱动器的额定电流Ie=400A，所控电动机最大功率350kIe＞98A，所选开关满足要求。根据计算结果，选用Ampcontrol公司生产的6500kVA移动变电站一台，国产KBSGZY／2500kVA6/1.14kV移动变电站一台，8SK组合开关一套。附：补连塔煤矿1200万吨综采工作面设备布置图5.7工作面设备总体配套5.7.1设备配套小结（1）目前国际上先进综采设备生产能力可满足1200万t/h综采工作面的需要；（2）工作面三机及液压支架大修期的过煤量均超过了1200（3）采煤机主要部件大修期的过煤量,可以满足1200万t/h工作面的要求；因采煤机部分件不能满1200万t/h工作面的要求，在完成一个工作面的开采过程中需要更换滚筒、摇臂、牵引机构等部件；（4）采高增大后可能会产生较严重的片帮问题，因此，液压支架的护帮机构应特殊考虑（可以增加两节护帮板采煤机也应采取相应的防片帮措施。5.7.2综采工作面设备主要技术参数根据设备选型计算，综采工作面设备主要技术参数表5—4。序号123456789DBT液压支架刮板运输机乳化液泵站喷雾泵站胶带运输机2-2煤层12002leg-shieldPF6/1342*20PF6/1532SB0916U破碎机EickhoffSL500AmpcontrolKBSGZY万吨综采工作面设备技术参数支撑高度:2.7—6.0m支架宽度：1.75m，工作阻力：2×5170kN推移步距：865mm输送量:4000t/h链速：1.58m/s额定电压:3300V溜槽外宽1342mm输送量:4000t/h链速：2.07m/s电机功率:500kW额定电压:1140V总长度：27m总重量：72t破碎能力:4000t/h）：采高：3.5—5.8m截深：0.85m，牵引速度：30m/min截割功率：2×850kW破碎机功率：200kW，总重量:>124t额定压力:31.5MPa额定压力:14.3MPa滚筒直径：2.9m装机功率：2140KW最大牵引力：90t泵电机功率：40Kw额定电压:3300V额定电压:1140V额定流量:351L/min额定电压:1140V额定流量250L/min10000/3300/11406500kVA2500kVA6/1.14kV额定电压：1140V额定电流：400A运量:4000t/h皮带速度：4m/s长度：2*3000m（6000m）带宽:1.6m11213211126.1采煤方法选择为充分利用**矿区煤炭资源的优越条件，发挥机械的效能，提高工作面产量和劳动生产率，降低吨煤成本，根据**矿区煤层赋存条件和开采技术条件，采煤方法选用长壁厚煤层一次采全高综合机械化采煤方法。6.2采区巷道布置6.2.1采区巷道布置2000万t改扩建后，2-2煤新主运和辅运大巷已经完工，2005年开始掘进2-2煤三盘区集中主运、辅运和回风巷，2-2煤通风可以在1-2煤回风大巷和2-2煤集中回风巷之间施工一个回风立眼形成通风系统，这样可形成2-2煤层主要开拓系统。工作面沿倾斜方向推进，推进长度6000m。6.2.2工作面回采巷道布置（1）巷道布置形式由于本矿为低瓦斯矿井，工作面巷道布置采用双巷布置、双巷掘进，工作面两顺槽均沿煤层布置，两巷煤柱宽度为25m，双巷掘进两联络巷间距60m,工作面长度为300m。（2）区段煤柱宽度的确定通过研究和巷道支护实践，形成了具有**矿区特色的回采巷道支护理论与设计方法，给出了主要矿井主采煤层回采巷道的最优锚杆支护方案与合理锚杆支护技术参数；从而为补连塔巷道的断面优化和支护参数选择提供了理论基础。在进行大采高开采时，必须解决大断面长服务期回采巷道的稳定与维护等影响开采生产的关键问题，根据**矿区所做矿压理论分析以及近几年回采经验，确定与补连塔井田煤层地质条件相适应的巷道布置方式与支护技术参数。根据补连塔开采的实践经验和理论计算结果，确定工作面顺槽煤柱宽度取25m。（3）巷道断面及支护形式巷道断面的确定：巷道断面的设计主要考虑煤炭运输、设备运输、设备布置、通风、管路布置等，工作面顺槽还须考虑矿山压力、围岩性质、回采时顺槽顶板和工作面顶板的衔接。①工作面顺槽高度的确定补连塔煤矿2-2煤煤层完整性好，煤层厚度在6m以上，根据回采经验只要掘进时留有1.0m以上的顶煤，完全可以保证工作面正常回采，结合国外的经验，可以将顺槽高度确定为4.2m，这样工作面采高5.5m时，过渡段长度为14.9m，过渡段坡度为50，约9台支架的长度，符合支架对顶板坡度的适应性，并且尽可能减少煤炭的损失。②工作面顺槽宽度的确定设备配套技术参数:运输顺槽皮带中心线距工作面帮距离（C2.0m；转载机中心线距电机边缘的距离（D2.125m；皮带中心线距皮带架边缘为（E1m；机轨合一时皮带边缘距副帮允许宽度（F3m；顺槽专列和皮带采用分列布置时所需运输顺槽宽度（M）：=5.325，m如果采用机轨合一布置时所需运输顺槽的宽度（M）：11=6.0，m根据1-2煤层回采的经验，当巷道宽度达到6m时，回采时不利于顶板的维护，而且增加巷道掘进费用和支护费用。所以工作面顺槽专列和皮带采用分列布置。运输顺槽宽度取5.0m，回风顺槽的宽度只要满足设备运输即可，根据支架搬运车的技术参数，考虑一定的富余系数，取回风顺槽宽度为5.0m。③巷道支护参数设计补连塔所掘进巷道以煤巷为主，且沿煤层底板掘进，留2m左右的顶煤，煤层完整性好、韧性高、节理裂隙不发育的特点。骨干矿井的巷道支护经验，认为巷道以锚杆支护为主、锚网及锚索支护为辅的巷道支护形式是完全合理、经济可行的,确定如下支护形式与参数比较适合5m宽的巷道，即：①顶板完好情况下采用锚杆、锚索联合支护形式A、锚杆支护：锚杆形式与规格：锚杆直径Ф18mm，长度2.1m；锚固方式：树脂加长锚固，钻孔直径28mm，锚固长度600mm；托板：与锚杆相配套的托板；锚杆角度：垂直顶板岩层；锚杆布置：锚杆排距1.2m，每排4根锚杆。B、锚索支护：锚索形式：锚索材料为Ф15.24mm的钢绞线，长度6m，加长锚固，锚固长度为800mm；锚索布置：每排打2根锚索，间距2.5m，排距2.4m。②顶板破碎时采取锚网支护或锚网钢带支护形式网片规格：10×1.2m，网孔40mm×40mm，8＃铁丝，钢筋托梁：宽度100mm，长度4m，由Ф14mm的圆钢焊接而成。6.3回采工艺综采工作面的工艺过程为：采煤机破煤、装煤→刮板输送机运煤→液压支架支护等工艺工程。（1）采煤机割煤采煤机采用德国引进SL500型大功率双滚筒采煤机割煤完成工作面的破煤和装煤两道工序。采煤机入刀方式采用端头斜切入刀方式。（2）移架工艺支架采用德国引进2leg-shield2.8/6.0型大采高两柱掩护式液压支架，支撑高度为2.8—6.0m，支护宽度为1.75m，移架步距为0.865m，配套PM4电液控制系统，支护方式采用及时支护，移架方式采用顺序移架。（3）推移刮板输送机工作面刮板输送机采用德国引进PF6/1342*2058mm大功率双中心链可弯曲刮板输送机完成工作面的铲煤、运煤两道工序。推移刮板输送机在移架工序之后，滞后采煤机10—15m跟机进行，除斜切进刀段外，每次推步距0.865m，弯曲段长度不小于20m，割煤和推输送机保持平行作业。6.4循环作业及劳动组织（1）工作制度采用“四、六”工作制，即三班生产，一班检修。（2）循环作业工作面采用正规循环作业，整个循环包括：割煤、移架、推溜等主要工序，循环推进度0.85m，每小班完成七个正规循环作业，一个圆班（24h）完成23个正规循环，进尺19m。（3）劳动组织以正规循环作业为基础，以采煤机的工作为中心，采用采煤机割煤时移架、放煤、拉溜追机作业，设固定专人包机组检修方式组织生产。根据补连塔矿职工素质和技术熟练程度，队管理人员和普通职工都兼职兼岗，队内取消材料员、办事员，由值班人员兼职，工程质量验收、设备标准化检查由跟班队长兼职，普通员工一般可以兼职两岗或三岗，岗位工兼职设备点检，为综采工作面减人增效创造了条件。正常割煤时工作面共有作业人员4人，即采煤机司机2人，拉架工1人，推溜1人，另外控制台电工1人，转载机司机1人，刮板机司机1人，班长1人。综采工作面采用“四六制”作业方式，即三个班出煤，一个班准备、检修，专列设备的前移在准备班完成每5—7d拉一次移变，拉移变需要时间2h左右采用静态检修和动态点检相结合的方式来完成设备检修，工作面劳动组织表见表6—3。工作面劳动组织表采煤机司机队长、书记7.1工作面通过断层顶板管理技术6000m，工作面出现断层在所难免，在1-2煤回采过程中，曾出现过一个最大落差为5.04m的大断层，若搬家倒面，既影响出煤时间，又需花费大量的搬家倒面费用。通过分析断层附近顶底板岩性，岩石硬度f<3.39，而且断层附近顶底板岩石裂隙发育，采用采煤机强行截割的办法强推硬过。过断层时沿下盘底板推进，揭露上盘时挑上盘的岩石顶板，然后工作面以50坡卧底俯斜推进，一直到工作面彻底进入断层上盘底板为止。借鉴工作面过断层的经验，在采煤过程中应采取以下措施：（1）根据断层落差和断层面倾角及方位的大小，工作面在采至距断层前方一定距离处，调整工作面采高，以减小工作面过断层时上覆顶板矿压对工作面的影响。当工作面推进到断层面附近时，在断层影响范围内降低采高；（2）根据煤层和断层的几何关系及设备性能，过断层时工作面沿50的倾斜方向推进寻找断层另一盘，同时逐步挑顶和卧底。当岩石硬度较大时，可采用放炮方法挑顶，使支架按选定的坡度逐步通过断层。由于断层带的顶板比较破碎，应尽量带压移架，减少由于支架反复支撑对上覆顶板的松动和破坏；（3）工作面过断层时，当岩石硬度系数f<3.5时，可采用先放震动炮、预成裂隙然后煤机截割的办法，但应减小采煤机牵引速度；当岩石硬度f>3.5大于时，则要用打眼放炮的方法预先挑顶；（4）断层挑顶要打浅眼、少装药、放小炮，打眼时要选择好炮眼的位置和角度，防止发生人身安全事故及崩坏液压支架等设备；（5）大块矸石必须在工作面提前放炮处理掉，矸石粒度应小于300mm；（6）当工作面煤层遇断层煤层厚度大于2.9m时，采煤机滚筒先将煤割掉，然后再将煤层周围的岩石放炮处理；（7）加快推进速度，争取尽快工作面推过断层，因此要求检修班加大动、静态检修力度，确保设备连续正常运转。（8）工作面过断层时应注意断层水的突出，一定要“有疑必探，先探后采”。7.2工作面回撤通道贯通时顶板管理技术**矿区综采工作面的设备特点是体积大、吨位重，工作面搬家已成为影响工作面产量和效益的重要因素。故此，采用专门布置回撤通道、利用胶轮车辅助运输的方法，实现快综采工作面速搬家倒面。（1）回撤通道支护形式：采用金属网、工字梁、单体支柱、垛式支架的联合支护形式，通道铺双层金属网，每台支架挑工字梁两根，单体支护为一梁五柱，通道中间每4m架设一台垛式支架，底板为砼底板。（2）贯通前的工作面顶板管理：在工作面贯通前20m将采高降低至3.6m，以减小工作面压力。在回采过程中，支架工升架必须达到初撑力，保证割平顶底板。如果工作面有夹矸时，可根据回撤通道内夹矸距顶底板的距离，每隔10m作一个标记点，然后在工作面挡煤板上对应位置将各点标好。（3）贯通前的工作面防止漏矸、串矸技术。工作面距采通20m时，就应严格按照通道内各点巷道高度和夹矸距顶底板的距离割煤，同时采煤机司机要熟悉各点顶底板及夹矸位置情况。（4）如果没有夹矸时，可在回撤通道内沿巷道底板每隔60m开掘一条探巷，断面为2×2m，长为10m。（5）贯通前地测站在回撤通道内每隔10m测量一个底板标高点，然后在工作面贯通前20m开始在工作面对应位置进行测量，采煤机司机依据测量结果调整工作面顶底板，保证工作面贯通时和通道顶底板相平。通过采取上述压力和顶底板控制的技术措施，可以为工作面支架顺利、快速回撤创造良好的条件。7.3工作面超前支架及超前支护技术工作面两顺槽均为矩形断面，两顺槽断面尺寸高4.2m，宽5.0m，两帮为裸煤壁，两顺槽顶板为锚杆、锚索联合支护，锚杆此外，由于采高的增大，工作面超前压力较大，片帮较为严重，工作面超前10m范围内行人、回柱危险性较大，工人劳动强度高，根据补连塔矿综采工作面使用超前支架的成功经验，在两顺槽仍采用超前支架，具体参数见表7—1、7—2。表7—1运输顺槽超前支架技术特征表序号序号1234技术特征支架重量支架形式立柱直径操作方式技术参数四柱支撑式支架远方手动操作序号789技术特征支护尺寸工作阻力工作压力推移步距技术参数长×宽=8.2×3.8m400t31.5MPa表7—2回风顺槽超前支架技术特征表序号序号1234技术特征支架重量支架形式立柱直径操作方式技术参数四柱支撑式支架远方手动操作序号789技术特征支护尺寸工作阻力工作压力推移步距技术参数长×宽=6.0×3.8m31.5MPa运输顺槽超前支架安装在转载机旋转槽上面，与转载机互为支点进行前移；回顺超前支架设两台，两台支架互为支点前移，两个推拉油缸调节支架的方向，操作方式采用远方片阀控制。运输顺槽超前支架的操作由刮板机司机兼职操作，刮板输送机机头每推移一次，就将超前支架前移一个步距。回顺超前支架距。通过在补连塔煤矿现场使用获得了成功，超前支架的使用具有以下优点：（1）取消了超前单体支柱；（2）减少了两顺槽超前维护工；（3）避免了端头维护工的安全事故；（4）避免了顺槽超前10米段的冒顶事故。7.4预防片帮煤的措施随着综采工作面采高的加大，工作面长度的增加，工作面矿山压力也将增大，在回采过程中工作面煤壁片帮比较严重。片帮煤的增加，必将增加工作面输送机煤流的不均匀性，当采煤机将近行走到机尾时，输送机负荷接近满载，这时如果有片帮煤的影响，再加上大块煤在输送机的卡阻作用，必将导致工作面输送机过载，一旦发生输送机过载，由于工作面比较长，再次开启输送机需要很长时间，严重影响工作面生产能力。根据回采经验，过载一次至少影响10min。为实现高产高效，在回采工艺过程中必须采取以下措施：（1）为了有效地防止工作面片帮，当采煤机割煤后，支架滞后采煤机前滚筒5m及时支护，同时将支架护帮板伸出去（护帮板长度2.125m采煤机割煤时，距采煤机前方9m处将支架护帮板提前收回；如果支架PM4和采煤机联动功能配套成功，可以实现支架护帮板的自动伸收。（2）采煤机司机在割煤过程中要控制好采煤机速度，尤其到机尾时要自动减慢采煤机速度。（3）设备配套应增加采煤机和输送机联锁功能，当片帮严重工作面输送机过载时，采煤机提前断电，以避免输送机过载。（4）拉架后要及时升架并保证达到初撑力，避免由顶板压力导致工作面片帮。（5）工作面输送机不得在重载下停机，尤其是采煤机快到机尾时，避免因工作面片帮压死输送机。7.5预防支架倾倒的措施随着工作面采高的加大，工作面压力的增加，将出现支架倾倒的问题。因此，在回采过程中必须注意以下问题：（1）端头附近支护状态的影响工作面支架间的相互侧向约束，对于保持支架的横向稳定性是具有重要作用。大采高工作面由于煤层巷道掘进和支护技术的原因，一般两顺槽高度低于工作面采高。这样存在一个由工作面正常采高到两顺槽的过渡问题，这一过渡段对于大采高支架的失稳有一定影响。两顺槽掘进高度4.2m，在工作面上、下端的过渡段、顶板不再平行，向顺槽方向倾斜过渡，加之刮板运输机机头过渡段的影响，使底板不再平行，向工作面内倾斜过渡，顶底板为“八”字形，容易使支架沿倾向方向出现不正常的几何状态，对支架横向倾倒有一定的影响。增加端头过渡段距离。保证顶板平稳过渡，使支架沿倾斜方向尽量保持正常的几何状态，减少偏载，保证端头约束，增加支架稳定性。根据支架顶梁宽度、支护宽度以采高与顺槽的高差，经计算确定最短过渡段长度为14.9m。（2）输送机上、下窜动的影响支架通过其连接头和推移杆与运输机相连，由于运输机的窜动，使其与支架的连接点发生偏移，在移架时，易造成支架推移杆和底座的歪斜。当歪斜了的推移杆顺着这个歪斜方向推移运输机时，又增加了运输机的窜动量，而推移杆的歪斜角度又随着运输机的窜动而增加，支架底座角度也有可能随着改变方向，造成支架顶梁与底座间的相对角位移，使支架重心偏移,支架有角位移现象，说明运输机的窜动对支架横向失稳也有一定影响。工作面上下两端保持平行推进，减小伪斜距离。根据开采条件和装备，确定工作面两端推进距离相差不超过3m。如果因煤层起伏变化，引起运输机窜动，及时调整，保证溜槽与支架正常连接，克服运输机上下窜动对支架的影响。（3）初撑力的影响大采高工作面，支架只有“撑得紧”才会“站得稳”，支架初撑力是对顶板的主动作用力。对支撑的稳定性具有重要作用，支架初撑力大，则主动作用于顶板上的力就大，顶板对支架约束就强，支架的稳定性就高。如果初撑力不足，工作面直接顶易发生离层运动，进而造成顶板早期破坏，导致大采高支架失稳。一般大采高支架的初撑力应为工作阻力的70—80%。所以提高支护质量可以增加支架稳定性。（4）工作面倾角的影响在有倾角的工作面，当支架处于正常支护状态时，由于支撑力的作用，支架与顶、底板之间的磨擦阻力较大，一般不会发生下滑。支架在非支撑状态下，由于自身重力和掩护梁沿工作面倾斜方向分力的作用，有下滑的可能。支架处于临界下滑状态的平衡方程为：ww式中：G—支架自重；P—支架掩护梁矸石重量；wα—底板倾角；f1—支架底座与底板间摩擦因数。由上式可见，支架的临界下滑与重力大小无关，仅取决于工作面倾角a和磨擦因数f1有关，其临界下滑角am=arctanf1，取磨擦因数为0.2，则支架的临界下滑角am=11°。工作面煤层属于水平煤层，具有宽缓的波状起伏，倾角变化0—3°,所以支架没有发生下滑的可能，但是由于煤层起伏变化，存在一定倾角，使支架重心偏移，产生一定的倾倒力矩，对支架倾倒有一定影响。采用加强工程质量管理，严格保证支架顶梁接顶和底座接底。（5）采高的影响正如前面所述，支架横向倾倒主要发生在降架移架过程，在这种情况下，支架倾倒力矩MD为：MD=HgGsinα-BwGcosα式中：Hg—支架重心高度；Bw—支架底座宽度。大采高支架随采高增大，重心角度Hg增大，倾倒力矩MD增大，支架倾倒的可能性也增加，应保持合理采高。（6）顶底板状况影响工作面直接顶属于中等稳定性顶板，顶板的完整性较好，顶板对支架约束有利，但是在端头附近存在过渡问题，顶梁靠近端头侧先接顶，造成支架偏载，增加倾倒力矩，易造成支架失稳。因此，工作面的工程质量直接关系到支架顶梁的接顶和底座的接底状况，影响着顶板的维护，当顶底板不平时，易造成支架顶梁和底座受力不均，也易造成支架倾倒失稳，对支架的稳定性有一定的影响。在这种情况下应加强工程质量管理。8.1技术经济效益的分析（1）工作面万吨掘进率比较工作面万吨掘进率计算公式：WY=工作面回采巷道总长度回采工作面可采储量式中：H—工作面运输、回风长度，m；L—工作面长度，m；M—工作面采高，m；R—煤层容重，1.29t/m3；300—工作面停采线至采区主要巷道距离，m。242m，采高为4.5m。万吨掘进率为：通过前面分析研究，为了实现工作面年产1200万t，工作面推进长度为6000m，工作面长度为300m，采高为5.5m。万吨掘进率为：建设1200万t工作面万吨掘进率可降低35%，每开采一万吨煤炭可少掘进5.4m回采巷道，每年生产1200万t，可少掘进回采巷道6480m，每米巷道掘进费单价按1000元计算，每年仅巷道掘进费可节省资金648万元。（2）资源回收率分析现有工作面采高为4.5m，实现年产1200万t工作面采高可增加到5.5m，由于工作面采高的增加，大大提高了工作面的资源回收率，减少了工作面采空区余煤，有利于工作面自燃发火的防治。工作面采高1.0m，从厚度损失上，较现有工作面煤炭资源回收率提高22%，仅一个工作面可多采出煤炭储量为：**公司吨煤销售利润按60元计算，可增加利润13932万元。由于矿井可采储量的增加，大大提高了矿井的经济效益，延长了矿井寿命，对于**矿区可持续发展具有重要的现实意义。（3）工作面回采工效比较518.5t/工（按年产800万t，年工作日300d计）。采用大采高工作面开采后，工作面年产为1200万t，工作面圆班生产人员为42人，工作面回采工效为769.2/工，工作面回采工效增加250.7t/工，比现有工作面回采工效提高了48.35%，达到了矿井减员提效。（4）吨煤成本1200万t工作面主要设备投资情况见表8—1、8—2。吨煤主要费用参数计算见表8—3。现有工作面和年产1200万t工作面主要费用吨煤费用构成见表8—4。从两种工作面设备投资情况表8—5可知，年产1200万t工作面设备投资大较现有工作面多52.51%，特别是液压支架设备费用占工作面主要设备投资的66.28。在设备大修、寿命产量相同相同的情况下，且大修费所占比例较大（占设备原值的40。造成1200万t工作面吨煤直接成本高于现有工作面0.28元。通过以上计算比较可知，1200万t/a工作面主要费用吨煤成本较现有工作面降低9.7%，煤炭吨煤成本减少1.53元，由此一项使得年产1200万t工作面年生产成本节约投入1836万元。（5）原煤产量经济效益补连塔矿目前矿井工作面实际生产能力为800万t，当年产1200万t工作面建成后，工作面年产可达1200万t，年增产400万t。**公司吨煤销售利润按60元计算，可得利润2.4亿元。（6）综合效益比较1200万t工作面和目前综采工作面的效益：每年巷道掘进费可节省资金648万元；每年提高煤炭回收率增加的利润为13932元，每年生产成本节约投入1836万元；每年原煤产量增加的利润2.4亿元，所以1200万t工作面每年可创造的综合利润为4.04亿元。（7）经济效益综合评价经过对现有工作面和年产1200万t工作面经济效益分析计算，