第一节采煤方法
一、采煤方法的选择
1、煤层赋存条件
区内主要可采煤层为批准开采的山西组 将各煤层分述如下：
位于山西组下部的3号煤层，上距K8砂岩28.37〜39.60m,平均33.47m。下距K7 砂岩3.83〜20.03m，平均13.05m，下距8-2号煤层31.23〜75.56m,平均54.39m。煤层 厚5.80〜
3号和太原组8-2、15-1、15-3号煤层，现
7.27m，平均厚6.64m,煤层结构简单，局部含一层夹矸，层位、厚度均稳定， 全井田可采（部分
已采空）。
3号煤层顶板多为泥岩、砂质泥岩；底板多为泥岩，局部为细粒砂岩。
位于太原组三段下部的8-2号煤层，上距K5灰岩下10.45〜17.78m，平均14.44m， 下距
K4灰岩10.13〜19.91m,平均14.53m，上距3号煤层31.23〜75.56m，平均54.39m， 下距15-1号煤层46.59〜64.19m，平均61.76m。煤层厚0.50〜2.42m，平均1.66m,局 部含一层夹
矸，层位较稳定。对比可靠，全井田可采。
8-2号煤层顶板主要为泥岩、砂质泥岩；底板为泥岩，局部为细粒砂岩。
位于太原组一段上部的15-1号煤层，上距K2石灰岩2.67〜6.96m,平均5.36m, 上距8-2号煤层46.59〜64.19m,平均61.76m；下距15-3号煤层2.45〜5.37m,平均4.13m。 煤层厚0.74〜1.37m，平均厚1.05m，无夹矸，层位、厚度稳定，全井田可采。
15-1号煤层顶板多为泥岩、砂质泥岩、局部为炭质泥岩；15-1号煤层底板多为泥岩、 砂质
泥岩。
位于太原组一段下部的15-3号煤层，上距15-1号煤层2.45〜5.37m,平均4.13m, 下距K1
砂岩1.73〜4.59m，平均3.19m煤层厚0.56〜1.91m,平均1.46m。结构较复杂， 局部夹2〜3层夹矸，层位稳定、厚度较稳定，全井田可采。
15-3号煤顶板多为泥岩，底板多为泥岩、铝质泥岩和细粒砂岩。
各煤层赋存情况见表2-1-1。
2、 其他开采技术条件
根据整合地质报告所述，本矿井为低瓦斯矿井，煤层易自燃，煤尘有爆炸危险，
3
号煤层矿井水文地质类型为中等，8-2号煤层矿井水文地质类型为中等，15号煤层矿井 水文地质类型定为中等，无地温异常区。
3、 采煤方法
根据矿井煤层的赋存特点，煤层厚度、煤层结构、顶底板岩性，以及其他开采条件， 综合考虑井田地质条件，结合开拓布置，设计确定采用走向长壁和倾斜长壁相结合的采 煤方法，全部垮落式管理顶板。
二、 采煤工艺的确定
1、 3号煤采煤工艺
3号煤的煤层厚度在5.8〜7.27m,平均6.64m,可供选择的采煤工艺有：分层综采、放 顶煤综
采、大采高一次采全厚综采。参考本矿周边的漳村及王庄煤矿采煤工艺，由于本 井田内首采的3号煤层煤层厚度大、回采条件简单，3号煤具有良好的冒放性，加之三 元煤业及其控股的中能煤业均采用综采放顶煤工艺，
所以无论是在设备和管理上都便于
集中统一管理，故本设计推荐3号煤采用放顶煤综采工艺。
2、 8-2、15-1、15-3号煤采煤工艺
根据这三层煤的赋存条件，可供选择的采煤工艺有高档普采和综合机械化开采。结 合国内外目前综采机械装备水平，以及类似条件矿井的生产经验，由于综采工作面具有 安全性好，工艺简单，产量高，工作面采出率高等特点，设计采用综采工艺开采。
三、 工作面主要设备选型
由于井田内4层可采煤层厚度变化较大，本设计分别对两种采煤工艺进行设备配备， 矿井初期只装备3号煤的放顶煤综采工作面设备。
（一） 3号煤回采工作面设备选型
本矿井为整合矿井，工作面主要采煤设备按安全高效工作面进行配备。按目前国内 采煤设备装备水平及制造工艺，为节约投资，设备立足国产。
根据国内高产高效矿井生产经验，综采工作面应具有较长的工作面长度，采煤机具 有大截深、大功率（可切割夹矸）、较快的切割速度，液压支架移架速度快且与可弯曲
刮板输送机相匹配，回采工作面带式输送机具有长距离、大运量、大功率等特点。
1、液压支架
⑴支架支护强度
根据矿井的煤层地质条件，按倍数岩重法计算液压支架的支护强度，公式如下：
P= 1000 N・M・ 丫9.8 1O6
式中：
P――支架支护强度，MPa；
M ――煤层采高，设计取 M = 2.6m；
丫 一-板岩石容重，2.6t/m3;
N――岩重倍数，按中等稳定以下顶板考虑，取 P= 1000 X (6〜8) >2.6 2.6 冷.8/106
=0.40 Mpa 〜0.53Mpa ⑵支架工作阻力的确定
6〜&
F= 1000PA・(L+C)
式中：
F――支架工作阻力，kN ;
P――支架支护强度，MPa,设计取0.53; A ------ 支架中心距，A=1.5m ; L ――支架顶梁长，L=4.5;
C——梁端距，c=0.2〜0.35m，取 c=0.3m;
贝U: F=1000X0.53 X.5 X(4.5+0.3)= 3816kN ⑶支架结构高度
放顶煤液压支架支护高度应与采高相适应，本设计机采高度为 行程要与采煤机截深相匹配；移架速度要适应采煤机的牵引速度。
根据以上计算，设计选用ZF5400-17/32D型支撑掩护式低位放顶煤液压支架，该支 架支护高度1.7〜3.2m，支护强度0.75MPa。该支架采用正四连杆摆尾梁式低位放顶煤 四柱支撑掩护
2.6〜2.8m;其推移
式。该型支架具有以下特点：
a、 前后立柱间有宽畅的行人通道。 b、 有较强的整体稳定性和抗冲击能力。 c、 采用摆尾梁式。
⑷过渡液压支架
工作面过渡液压支架选用 ZFG6500/19/33D型支撑掩护式地位放顶煤液压支架，该 支架支护高度1.9〜3.3m，支护强度0.785MPa。
2) 采煤机
(1) 采煤机平均割煤速度
Vc = -----
式中：
Q (L 2I)
3 6 60 k (L Hc Cc H f Cf Lf) r B QTd
Hf――放顶煤平均厚度，设计机采高度为2.6m，按3号煤平均厚度6.64m计算，工 作面顶
煤平均厚度为4.04m；
Cf ――顶煤回收率，75%;
Lf ――沿工作面方向放顶煤面长，140m； Q――工作面平均日产量，设计按1820t/d考虑； HC――平均割煤高度，2.6m； B ――采煤机截割深度，0.60m；
丫一- 体煤容重，为1.37t/m2 3；
CC――工作面采煤机割煤回收率，95%； L ----- 工作面长度，150m；
Vc = -----
3 6 60 0.60 (150 0.95 2.6 4.04 0.75 140) 1.37
=1.01m/min (2) 采煤机平均落煤量
0.60 5 1820
I ――采煤机开缺口行程，45m；
Td――采煤机返向辅助时间，设计取 5.0mi n； k ――采煤机开机率，设计取0.6%。
代入参数计算：
1820 (150
2 40)
Qc=60x Bx Hex Vex 丫乂 CC =60X0.60 X.6 X.02 X.43 X.95
=127.12t/h
(3) 米煤机最大生产能力 Qmax和最大割煤速度Vmax
Qmax=kc Qc
式中：
Qmax ------- 米煤机最大落煤量，t/h ； kc ――采煤机割煤不均衡系数，取1.4。
贝U: Qmax=1.4 为27.12=177.97t/h 又：Vmax=Kc VC
式中：Vmax --------- 米煤机最大割煤速度，m/min。
贝U: Vmax=1.4 X.01=1.41m/min (4) 采煤机截割功率
N = 60B H -Vmax HW/3.6
式中：N—采煤机切割功率，kW;
HW~采煤机割煤能耗系数，取2.5〜3。
贝U: N=60X0.60 X.6 X.41 X2.5〜3)/3.6=91.65kW〜109.98kW
根据以上计算，所需采煤机功率并不大，但考虑煤层的硬度、夹矸情况，结合目前 国内安全高效回采工作面的设备配置，以及周边煤矿生产实际，设计选用 MG160/390-WD型电牵引采煤机，其主要技术特征如下：
电动机总装机功率为390kW，其中切割功率为2X160kW;
电压1140V; 采高为1.3〜2.9m； 截深：0.6m；
牵引方式：交流变频电牵引； 牵引速度0〜7.0m/min； 灭尘方式：内外喷雾
3) 工作面刮板输送机
对于综放回采工作面，前、后刮板输送机应考虑工作面的采放比，并与工作面采煤
装备相配套
(1前刮板输送机
前刮板输送机的运输能力应不低于采煤机的最大割煤能力， 能力为：
故前刮板输送机的运输
Qq》Qmax= 177.97t/h
(2)后刮板输送机
前、后刮板输送机之间的配套主要取决于回采工作面的采放比。
3号煤层平均开采
厚度为6.64m,采煤机的切割高度一般为2.6m,放顶煤的高度为4.04m左右，采放高度 比为 1:1.55。
后部刮板输送机的能力应与放煤能力相适应，根据采放平行作业的要求，工作面平
均放顶煤速度Vf为:
Vf
Lf
L 2LS
VC
Lm
3td
tdt 1
t
式中:
Vf—工作面平均放顶煤速度，m/min ； Lf—工作面放顶煤区段长度，140m； L —工作面的长度，150m； Ls—刮板输送机弯曲段长度，35m； Lm—采煤机两滚筒中心距，取5.8m； td—采煤机的反向辅助时间，取5.0mi n； tdt—工作面端头作业时间，取 10.0mi n； t1 —工作面放顶煤辅助工序时间，取 25.0min ； Vc—采煤机平均割煤速度，1.01m/min。
则：
Vf
140
0.63( m/mi n)
f
150 2 35 1.02
5.8
3 5 10 25
工作面平均放顶煤能力Qf为:
Qf=60 Hf B Cf • Y1+Cg) Vf
式中：
Qf —工作面平均放顶煤能力，t/h; Hf —放顶煤高度，4.04m； B —采煤机滚筒截深，0.60m； Cf —放顶煤的回收率，取75%;
Y—煤的容重，1.37t/m3;
Cg —放顶煤的含矸率，取15%;
Vf —工作面平均放顶煤速度，0.6m/min。
则: Qf=60X4.04 E.60 @75 X.37 也+0.15) 060=103.11t/h 后部刮板输送机能力Qh为：
Qh>Kf Ky Qf
式中：
Qf—工作面平均放顶煤能力，t/h; Kf—工作面放顶煤不均匀系数，取1.25; Ky—运输方向及倾角修正系数，取1.2。
则:Qh> 1.25 X 1.2 X 10S.154.67(t/h)
根据以上计算，为使前后刮板输送机能互换使用，前、后刮板输送机均选用 SGD-630/180型，该刮板输送机运输能力为 450t/h，电机功率为2X90kW。
4) 综放工作面破碎机、转载机和带式输送机
为了保证割煤和放顶煤工序平行作业，工作面运输巷设备能力应满足前、后刮板输 送机同时出煤的要求，考虑到割煤和放顶煤作业的不均衡性，破碎机、转载机和带式输 送机的能力按下式确定：
Q QC Qf (KC 1)2QC2 (Kf 1)2Qf2
式中:
Qc—采煤机的平均落煤能力，取127.12t/h; Qf—放煤能力，取103.11t/h;
Kc—采煤机割煤速度不均匀系数，取1.3; Kf—工作面放煤流量不均匀系数，取
贝U: Q 127.12 1 03.11
1.3。
(1.3 1)2 1 27.122 (1.3 1)2 1 03.112 2 79.33(t/h)
根据以上计算，对工作面的破碎机、转载机和工作面运输巷可伸缩带式输送机选型 如下： 转载机选用SZB730/40型刮板转载机，功率40kW，电压1140V，转载能力400t/h。 破碎机选用PEM100区650型破碎机，功率55kW，电压1140V，破碎能力450t/h。 工作面带式输送机选用 SSJ800/90型输送机，电机功率为90kW，电压660V，长度
700m，输送能力450t/h。
综放工作面主要设备选型结果见表
5-1-1。
表5-1-1 号 3号煤综放工作面主要设备技术特征
主要技术特征 序号 设备名称 双滚筒米煤机 型 1 MG160/390-WD ZF5400/17/32D 切割部功率160X2kW，总功率390kW ,1140V 支撑高度1.7〜3.3m，工作阻力5400kN 2 液压支架 3 过渡液压支架 4 架前刮板输送机 5 架后刮板输送机 6 破碎机 7 转载机 8 乳化液泵站 9 喷雾泵站 ZFG6500 -19/33D 支撑高度1.9〜3.3m，工作阻力6500kN SGD-630/180 SGD-630/180 PEM100CK650 SZB730/40 WRB-160/31.5 XPB200/5.5 功率 2>90kW，1140V，输送能力 450t/h 功率 2>90kW，1140V，输送能力 450t/h 功率55kW，1140V,破碎能力450t/h 功率40kW，1140V,转载能力400t/h 功率 110kW, 660V，160L/min，两泵一箱 功率22kW，660V，泵站公称流量200L/min 功率90kW，1140V,输送能力450t/h， 10 可伸缩带式输送机 SSJ800/90 （二） 8-2、15-1、15-3号煤回采工作面设备选型（约 10a后布置）
整合地质报告”提供本矿井8-2、15-1、15-3号煤层厚0.50〜2.42m。平均1.66m, 但通过对井田内8个钻孔进行统计分析，8-2、15-1、15-3号的煤厚在0.5〜2.01m 平均1.26m,各煤层结构简单。为兼顾各煤层回采，设计为
8-2、15-1、15-3号统一配备
一套薄煤层综采工作面设备，根据周边同类矿井生产经验，综采工作面应具有较长的工 作面长度，采煤机具有大截深、大功率（可切割夹矸）、较快的切割速度，液压支架移 架速度快且与可弯曲刮板输送机相匹配，回采工作面带式输送机具有长距离、大运量、 大功率等特点。
1、液压支架
根据矿井的煤层地质条件，按倍数岩重法计算液压支架的支护强度，公式如下：
P= 1000XNXMX 丫>9.8
6
=1000X7X1.66 >2.6 >9.8 >10_6
=0.25MPa
式中： P——支架支护强度，MPa；
N --与煤层顶底板分类相关系数，取 7; M ---- 煤层米咼，1.26m；
Y--顶板岩石容重,
根据以上计算，设计选用
2.6t/m3。
ZY4800/85/19型液压支架，该支架支护高度 0.85〜1.9m，
支护强度0.46MPa.
2、米煤机
综采机组每班开机率为 应在
60%，长壁综采工作面年产量按 0.6Mt考虑，日产量
1820t左右，相应的采煤机的平均截割牵引速度为:
V
1820 (L I)
(L H B r C) 3 T K 60 式中：L ――工作面长度，取 150m
H——采高，平均取 1.26m B——截深，取0.60m
煤层容重，取 1.42t/m 3
I ---- 米煤机开缺口行程, 取 45m
K ――采煤机开机率，取 C――工作面回采率，取
60% 97 %。
代入则得：V=3.6m/min
在采煤过程中，采煤机实际落煤量和割煤速度是一个随机值， 因此，采煤机的最大割 煤速度应较平均割煤速度有一定的富裕量。
采煤机的最大割煤速度:
Vmax = 1.2 C
=1.2 3.6 =4.32(m/mi n) 采煤机的最大割煤能力：
Qmax= 60 HBXHX Y> =295.94(t/h) 采煤机功率按下列计算经验公式计算: N = (60 >BXHXVmaX< Hw)/3.6 式中： N—采煤机所需功率，kW ； B—采煤机截深，取0.6m； H—采煤机切割高度（采高） ,1.26m； V—采煤机的最大切割速度, 取 4.32m/min; Hw —能耗系数，取值范围为 2.5 〜3.0。 N = (60 >BXHXVmaX< Hw)/3.6 =(60 >0.6 >1.26 >4.68 X(2.5~3) )/3.6=136.08~163.30(kW)。 根据以上计算，所需采煤机功率并不大，但考虑到煤层夹矸影响，根据以上计算, MGZ 100/460-WD型采煤机，其主要技术特征如下: 电动机总装机功率为400kW, 设计选用电压1140V; 采高为1.2〜2.0m； 截深0.6m； 牵引方式：交流变频电牵引； 牵引速度0〜7.2m/min。 3、 刮板输送机 刮板输送机输送能力要与采煤机生产能力相匹配；外形尺寸要与采煤机相匹配。工 作面可弯曲刮板输送机选用 SGZ630/180型，功率2>90kW,电压1140V,输送能力450t/h。 4、 破碎机和转载机 顺槽破碎机选用LPS-500型破碎机，功率75kW，电压1140V,破碎能力500t/h。 顺槽转载机选用SZD-730/40型刮板转载机，功率40kW，电压1140V,转载能力 400t/h。 5、 带式输送机 顺槽带式输送机选用 SSJ1000/125型可伸缩带式输送机，功率125kW，电压1140V， 输送能力500t/h。 乳化液泵站和喷雾泵站选型为： 乳化液泵站选用DRB200/31.5型，由两泵一箱组成。 喷雾泵站选用WPZ-320/6.3型，由两泵一箱组成。 薄煤层综采工作面主要设备配备见表 5-1-2。 四、工作面回采方向 工作面回采方式有前进式和后退式两种，前进式回采具有初期工程量省、投产快等 优点，但在采空区维护工作面巷道比较困难，技术复杂，维护费用高，且工作面漏风量 大；后退式回采虽然初期需要掘出长距离的工作面巷道，但生产过程中其维护量小，随 采随废，漏风量小，安全可靠。故设计采用后退式回采方式。 设备名称 采煤机 液压支架 端头液压支架 可弯曲刮板输送机 转载机 破碎机 可伸缩带式输送机 乳化液泵站 喷雾泵站 设备型号 主要技术特征 总功率 400kW，1140V 支撑高度0.85〜1.9m,工作阻力2800kN 支撑高度0.85〜1.9m，工作阻力2800kN 功率 2>90kW，1140V，输送能力 450t/h 功率40kW，1140V，输送能力400t/h 功率55kW，1140V，破碎能力450t/h 功率40kW，1140V，转载能力450t/h MGZ 100/460-WD ZY4800/85/19 ZZ4800/85/19 SGZ630/180 SZD-730/40 LPS-500 SSJ800/90 DRB200/31.5 WPZ-320/6.3 五、采煤工作面参数的确定 （一）放顶煤工作面参数的确定 1、工作面长度的确定 回采工作面长度的确定主要考虑以下因素：工作面长度应与工作面输送机相适应， 并有利于发挥采煤机的效能和提高工作面的单产与效率，还应与煤层赋存条件、地质条 件相适应。 由于高产高效回采工作面推进速度加快， 为了减少采煤机斜切进刀时间和工作面端 口作业影响时间，提高有效开机率，必须进一步加大工作面长度。工作面长度加大后， 工作面可采储量增加，延长工作面连续推进时间，可以保证工作面稳产高产；加大回采 工作面的长度，可以减少工作面的准备工作量和减少辅助作业时间，降低工人的劳动强 度和提高采出率，并使矿井减少了生产环节，可充分发挥设备潜力，提高工作面单产， 并减少搬家倒面次数，可降低生产成本。对综放工作面，随着工作面长度的加长，周期 来压步距缩短，整个工作面呈现来压不同步特性，易在工作面中部形成周期来压压力重 叠区，使顶煤破碎带加宽，有利于放顶煤。加大工作面长度，一方面可以提高产量，提 高效率，降低成本；但另一方面，工作面过长不易管理，容易导致事故增多，反而不利 于高产、稳产。 鉴于本矿井初期开采的3号煤层厚度大，倾角平缓，地质构造简单，开采技术条件 优越，设计确定回采工作面长度为 150 m。但在实际生产过程中，可以根据生产管理水 平、地质条件以及采区具体情况对工作面长度进行适当调整。 针对8-2、15-1、15-3号煤为薄〜中厚煤层的特点及周边类似矿井的工作面长度， 设计确定回采8-2、15-1、15-3号煤的工作面长度为150m。但在实际生产过程中，可以 根据生产管理水平、地质条件以及采区具体情况对工作面长度进行适当调整。 2、 工作面机米高度及米放比 工作面机采高度的确定综合考虑了工作面通风行人、顶煤和煤壁的稳定性、工作面 回收率等因素。增大工作面机采高度，缩小采放比虽然提高了工作面回收率，但由于煤 壁高，且本矿井煤质软，必将增大片帮的机率，对工作面稳产高产带来不利影响。采放 比的大小，与开采煤层的厚度，煤层结构，顶煤的冒放性等因素有关。根据我国十多年 来对缓倾斜煤层放顶煤开采经验，采放比大小与煤层硬度有着直接关系，在煤质中硬以 下时节理发育时，其采放比一般以1: 1〜2.4为宜。根据本矿井3号煤赋存条件及液压 支架支护范围，考虑到工作面瓦斯涌出量较大，为加大工作面过风断面，结合本区其它 同类矿井放顶煤开采经验，根据煤层瓦斯含量，确定工作面机采高度为 2.6m。 据此，3号煤平均厚度为6.64m,根据机采高度的确定，工作面放煤高度为 4.04m, 其采放比为1: 1.55。 3、 工作面放煤步距 由于采放比为1: 1.55,为减少丢煤，提高煤炭回收率，本矿井宜采用割一刀放一 次煤的形式，其放煤步距为0.60m。 4、 综放工作面年推进度 1) 工作面循环进度 综放工作面采煤机有效截深为 0.60m，则其循环进度为0.60m。 2) 工作面日循环数 矿井工作制度为 四六”制，三班生产，一班准备，每班工作时间 6h。 采煤机开机率 k1=60%，工作面长度 L1=150m，进刀长度 H=40m，采煤机割 煤速度 V1=1.01m/min，则割煤一刀所需时间 「： Ti=40+1.25(L 1 — li)/Vi =40+1.25 >(150 - 40)/1.01=176min 米煤机每班有效割煤时间 Ti /： Tiz =6X60».60 = 216mi n 工作面日循环数 N1： N1=3T1 / /T 1=3X216/176 = 3.7，设计取 3。 年推进度：3X0.60 X330 = 594m，设计取 580m。 （二）薄煤层工作面年推进度 1、 工作面长度的确定 采煤工作面长度的确定主要考虑以下因素：工作面长度要与矿井设计生产能力相适应， 并有利于发挥采煤机的效能和提高工作面的单产与效率，还要与煤层赋存条件、地质条件 相适应。 由于高产高效采煤工作面推进速度快， 为了减少采煤机斜切进刀时间和工作面端口 作业影响时间，提高有效开机率，必须进一步加大工作面长度。工作面长度加大后，一 方面可延长工作面连续推进时间，保证工作面稳产高产，减少工作面的准备工作量和减 少辅助作业时间，降低工人的劳动强度和提高回采率，并减少搬家倒面次数，降低生产 成本；但另一方面设备的故障率会增大，反而影响工作面产量。因此，必须确定一个合 理的工作面长度。 目前，国内高产高效综采工作面长度普遍在 180m〜260m之间，并有逐渐加长趋势。 神东矿区高产高效综采工作面长度在 250m左右。鉴于本矿井后期开采的8-2、15-1、15-3 号煤层厚度较薄，倾角平缓，地质构造简单，开采技术条件优越，设计确定回采工作面 长度为150 m。但在实际生产过程中，可以根据生产管理水平、地质条件以及采区具体 情况对工作面长度进行适当调整。 2、 工作面机采高度 整合地质报告提供本矿井 8-2、15-1、15-3号煤层厚0.50〜2.42m。平均1.66m，但 是通过对8号煤的8个钻孔进行统计分析，8-2、15-1、15-3号的煤厚在0.5〜2.01m 平均1.26m，结构简单。结合采煤设备配备，确定薄煤层工作面采高为 1.26m。 3、 工作面年推进度 ⑴工作面循环进度 综采工作面采煤机有效截深为 0.6m，则其循环进度为0.6m。 ⑵工作面日循环数 矿井工作制度为井下 四六”制，三班生产，一班准备，每班工作时间 6h。 采煤机开机率ki=60%,工作面长度Li=150m,进刀长度li=45m，采煤机割煤速度 Vi=5.0m/min，则割煤一刀所需时间Ti： Ti=30+k2(Li — li)/Vi =30+1.3 (>150-45)/5.0=57.3min 采煤机每班有效割煤时间Ti,: Tiz =600X).65= 234mi n 工作面日循环数Ni： Ni=2Tiz /Ti=3X234/57.3= i2.3，设计取 i2。 ⑶工作面年推进度 工作面年推进度：i2X).6 X30= 2376m 六、工作面生产能力 实际取2376m。 i、3号煤综放工作面生产时能力按下式计算： A=(Li Mi Ci+L2 M2 C2) S - Y i 0-6 式中：A――工作面生产能力，Mt/a; Li――工作面机采长度， 取i50m； L2 -------- 工作面放顶煤长度， 取i40m； Mi――工作面平均机采高度，取 2.6m； M2 ------- 工作面平均放顶煤高度，取 4.04m； S――工作面年推进度，取 580m； 丫 一- 体容重，取 i.37t/m3; Ci――工作面机采采出率，取95%; C2――工作面放顶煤采出率，取80%; 则:A =(i50 X.6 X.95+i40 X.04 X.8) X80XI.37 X0-6 =0.64Mt 2、薄煤层综采工作面生产时能力按下式计算： 工作面生产能力按下式计算： A= LXH 0丫 区 X10_6 式中：A—工作面生产能力， Mt/a L —工作面长度，取150m; H—工作面采高，取 1.26m; S —工作面平均推进度，取 2376m； Y—煤层容重，取1.42t/m3; C—工作面采出率，取 0.97。 贝U: A =150X1.26 X2376X1.42 为0-6 =0.64Mt 矿井移交生产及达到设计生产能力时，在 3号煤层布置一个综放工作面，生产后期 在8-2、15-1、15-3号煤层中布置一个薄煤层综采工作面即可满足矿井生产需要。 工作面产量及特征见表5-1-3。 表5-1-3 工作面产量及特征表 采高 长度 年推 进度 容重 采出率 煤层 工作面装备 (m) (m) (t/m) 1.37 1.42 3(m) 3 (%) 95/80 97 生产 能力 (Mt/a) 0.64 0.64 0.06 综放工作面 6.64 150 580 8-2、15-1、15-3 薄煤综米工作面 掘进工作面 1.26 150 2200 合计 七、工作面回采方式及接替顺序 0.70 工作面回采方向有前进式和后退式两种。前进式回采具有初期工程量小，投产快的 优点，但在采空区巷道维护比较困难，技术复杂，维护费用高，且工作面漏风大，不利 于通风管理，对易自然发火煤层的防火增加了困难；后退式回采虽然初期需掘出长距离 的工作面巷道，但在生产过程中 巷道维护量小，随采随废，漏风少，且提前掘出的两条 巷道有利于探明工作面煤层赋存状况，便于生产管理。因此，本设计采用后退式回采。 为保持采掘平衡，盘区内各煤层回采工作面主要实行顺采接替。采区内工作面由近 至远接替，回采工作面巷道采用沿空掘巷。 第二节采区布置 一、 首采区位置 结合矿井开拓布置、设计生产能力、采区划分及开采技术条件，设计确定一采区为 首采区。其理由如下： 1、 一采区位于井底附近，工程量少，建井工期短； 2、 该采区储量较多、回采区域大，有利于工作面接替。 二、 采区巷道布置 由于大巷布置于井田中部，米区面积比较小，故一米区不再布置准备巷道，直接利 用大巷布置工作面巷道，即大巷兼做采区巷道，三条大巷分别是一条辅助运输大巷、一 条带式输送机大巷和一条回风大巷。其中辅助运输大巷、带式输送机大巷沿 板掘进，回风大巷沿3号煤层顶板掘进。 根据工作面运输及通风的需要，以及工作面接替，工作面巷道采用双巷式布置，工 作面巷道沿煤层底板布置。 采区巷道布置详见图5-2-1。 三、 采区主要生产系统 3号煤层底 1、运输系统 1） 煤炭运输系统 井下煤炭运输采用带式输送机连续运输。其运输系统为：回采工作面出煤 运输巷—一采区带式输送机大巷—井底煤仓—装载巷—主立井—地面。 -工作面 2） 辅助运输系统 采区辅助运输采用无极绳连续牵引车。 （1）设备、材料运输系统 井下生产用设备、材料经副立井-+745m水平井底车场-一采区辅助运输大巷一工 （2） 矸石运输系统 井下矸石主要来自联络斜巷、装载巷及其它联络巷出矸，由于矸石量很小， 矸石充填井下废弃巷道及采空区，不再升井处理。 （3） 人员运输 由于井田面积小、工作地点距副井井底车场较近一般不超过 运输工具，人员步行至工作地点。 设计考虑掘进 1.5km，故设计不考虑设人员 2、 通风系统 工作面所需的新鲜风流经主立井、副立井一一采区带式输送机大巷、一采区辅助运输巷- 工作面运输巷-回采工作面。 工作面乏风一工作面回风巷-一采区回风大巷-回风立井-地面。 3、 排水系统 回采工作面及掘进工作面均配备了小水泵， 仓，经副立井排至地面。 四、首采工作面个数及位置 井下水集中汇集到井底车场，然后流入井底水 1、 首采工作面个数 根据矿井设计生产能力及开采技术条件，本矿井首采 3号煤层平均厚度6.64m,设计生产 能力为 0.60Mt/a，根据工作面生产能力计算，矿井移交生产时井下仅布置一个 3号煤综采放顶 煤工作面即可保 证矿井0.6Mt/a生产能力。 2、 首采工作面位置 为减少初期井巷工程量，节省初期投资，首采工作面尽量靠近布置在副井井底车场。 第三节巷道掘进 一、巷道断面和支护形式 综合考虑大型设备运输、通风、掘进、矿压、巷道服务年限等因素，设计确定采区巷道（大 巷）断面形状采用矩形和半圆拱，支护方式采用锚网喷；工作面巷道采用锚杆支护；开切眼采 用锚杆+立柱支护。 井下主要巷道断面特征见表5-3-1。 序 号 巷道名称 断面 形状 断面尺寸 (mm) 净宽 净高 3500 3080 3100 2800 2800 2800 2800 支护方式 支护 厚度 (mm) 铺底 厚净断面 度 (m2) (mm) 100 掘进 断面 (m2) 15.5 11.0 14.7 1 2 3 4 5 6 7 带式输送机大巷 辅助运输大巷 回风大巷 工作面运输巷 工作面辅助运输巷 工作面回风巷 开切眼 半圆拱 半圆拱 矩形 矩形 矩形 矩形 矩形 4600 3400 4200 4800 4200 4200 7000 锚网喷 锚网喷 锚网喷 120 120 13.8 9.2 13.0 120 锚索+锚杆+金属网 11.8 锚索+锚杆+金属网 13.44 锚索+锚杆+金属网 13.44 锚杆+立柱 19.6 二、巷道掘进进度指标 根据《煤炭工业矿井设计规范》中的规定，结合生产矿井的实践经验，确定正常生产期间 各巷道掘进进度指标如下： 普掘： 煤巷综掘： 150m/月； 500m/月； 三、掘进工作面组数及机械配备 矿井配备两个掘进工作面，其中一个煤巷综掘工作面，一个普掘工作面。 综掘工作面分别配备EBH-120TP型掘进机1台，SSJ-800/40型可伸缩带式输送机以及锚 杆锚索钻机、调度绞车、局部扇风机、小水泵、激光指向仪等设备。 综掘工作面主要设备配备见表5-3-2，普掘工作面主要设备配备见表 5-3-3 序号 设备名称 综掘机 设备型号 电压 （V） 功率 （kw） 单位 台 台 台 台 台 台 台 数量 备注 1 EBH-120TP SSJ-800/40 KDF-6.3 QZP-160A MRB125/31.5 TXU-200 660 660 660 660 660 660 190 40 2X15 7.5 2x75 5.5 1 2 可伸缩带式输送机 3 对旋风机 4 桥式胶带转载机 5 喷雾泵站 6 探水钻机 1 2 一用一备 1 1 1 7 激光指向仪 8 小水泵 JFY-3 KQW20-50-5.5 660 SCF-7 MQT-85J2 普掘工作面主要设备 电压 （V） 功率 1 5.5 37 台 台 台 1 9 除尘风机 10 表5-3-3 锚杆锚索钻机 660 1 耗气量3.4m3/min 2 序 号 设备名称 设备型号 (kW) 1.2 2X75 2X15 5.5 台 单位 数 量 备注 1 湿式煤电钻 2 气动锚杆锚索钻机 3 喷雾泵站 4 对旋风机 5 小水泵 6 激光指向仪 7 湿式混凝土喷射机 8 混凝土搅拌机 9 桥式胶带转载机 10 带式输送机 11 蟹爪式装岩机 12 探水钻机 四、井巷工程量 MZS-12 MQT-85J2 MRB125/31.5 KDF-6.3 127 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 2 耗气量3.4m3 /min 1 1 660 660 125L/mi n 2 1 KQW20-50-5.5 660 JFY-3 PZ-5B P4 QZP-160A SSJ-800/40 ZMZ-40 TXU-200 1 耗气量6m3/min 1 660 660 660 40 660 5.5 7.5 40 40 5.5 1 1 1 1 1 矿井移交生产时总井巷工程量为 7941m。其中：煤巷6683m,占84.2%;岩巷1257m, 占15.8%。总掘 进体积118328.6m3。其中：煤巷92228m3,占76%;岩巷26101m3，占23%。 万吨掘进率为 132.4m。 井巷工程量详见表5-3-4。 表5-3-4 工程名称 煤巷 井筒 井底车场及硐室 大巷 采区巷道 合计 井巷工程量汇总表 长度（m） 掘进体积（m3） 合计 x-JU 卄， 岩巷 煤巷 x-JU 卄， 岩巷 合计 530 1330 530 2033.5 3183.5 19974 17413 8219.6 17413 28193.6 44798 703 3183 2170 6683 24 1257 44798 27456 92228 468 26101 2194 7941 27924 118328.6 因篇幅问题不能全部显示，请点此查看更多更全内容