东二采区13-1煤、11-2煤开采设计说明书.doc

东二采区13-1煤、11-2煤开采设计说明书 前 言 刘庄煤矿设计生产能力为800万吨/年。分东西两区。东区井筒于2002年10月日开始施工，预计2006年6月28日正式投产。西区于2005年1月开始井筒施工，预计2009年2月投产。东区达产生产能力为300万吨/年，西区达产生产能力为500万吨/年。 目前，东区四个井筒已有三个井筒施工到底，主井正在施工装载硐室，预计年底井筒到底。副井于05年4月投入使用，矸石井、风井即将正式安装。地面主井井塔即将施工，缓冲仓基本完工，选煤厂及配套运输工程已开工。东区井底车场已全部施工完，中央胶带机巷及矸石胶带机巷已施工过半。目前正在掘进采区上山。西区回风井年底到底，进风井将于2006年2月到底。 首采区为东二采区，先采13-1煤，11-2煤作为随后接替回采。首采工作面为E2-1305工作面。本设计为东二采区13-1煤、11-2煤开采设计。 一、采区概况 东二采区位于田中东部，工业广场东北部，东起F30、F31断层保护煤柱线。西至F19断层保护煤柱线 ，北以-500煤层底板等高线为界，南至工业广场保护煤柱线（13-1煤-762煤层底板等高线），东为东三采区，西为东一采区。采区东西走向长为2600-2800米，倾斜宽为850-1000米，面积约为3.65平方公里。 本区地表为淮河冲积平原，地形平坦，村庄较密，主要村庄有毛圩子、刘庄、李庄，何宅子等，无铁路通过，无主要公路。沟塘较少，主要有济河经本区东北部，流向东南，河道较窄，宽约20m，水深约1m左右，在东部设有调节闸，关闸时水深约4m，属排洪泄水，浇灌农田之季节性河流，最高洪水位25.9米，河堤标高27.4米，区内无内涝现象。 二、地质情况 （一）基本构造特征 本区位于刘庄勘探区的中东部，淮南复向斜中的次一级褶皱陈桥背斜之南翼，为一轴向近东西略有起伏的宽缓向斜，即谢桥向斜北翼，地层倾向南，倾角10～20，次一级褶皱不发育，构造复杂程度属于中等 （二）断层情况 1、本区断层情况统计如下 ≥100m的断层两条，F19、F31 ≥50m的断层一条，F30。 ≥30m的断层两条，F34、F36 ≥20m的断层一条，F48 ≥10m的断层九条，FS1、FS2、FS3、FS4、FS5、FS6、FS7、F62、F63。 ＜10m的断层两条，Fms31、Fms32。 F30 NE∠5070 H080m F31 NE∠5578 H0120m F19 NE∠3089 H0170m 区内发育落差小于20m的断层 F48 NE∠6180 H020m Fs1 NW∠70 H05m Fs2 EW∠7078 H08m Fs3 EW∠70 H07m Fs4 EW∠70 H05m Fs5 EW∠70 H05m Fs6 EW∠70 H07m Fs7 EW∠70 H07m F77 SN∠7080 H020m F32 NE∠3977 H018m F52 NE∠71 H05m 2、主要断层控制情况 （1）.F31断层为东部主要断层，位于11～13线，走向NE，倾向SE，倾角55～78，为正断层，落差0～120m，延展长度4.5km，主要切割深部煤层，浅部一水平，11-2、13-1煤层落差较小。有11条地震测线控制，反映明显，断点可靠，钻探有112、165、116等孔层位差异明显，控制其摆动范围。 （2）.F19断层位于15～21线，为本区东、中部分界断层。走向NE～NNE，倾向NW，倾角38～89，为正断层，落差0～170m，延展长度7.4km，本断层明显特点是具有较多的分支断层，尤以下降盘一侧，分支断层十分发育。断层倾角北部较大，向南逐渐变缓，仅40左右。有24条地震测线控制，反映明显，断点可靠，钻探有三条勘探线控制，5个孔（174、121、138、水4、二十四39）穿过断层面，层位缺失明显，并控制其倾角。断层控制是很严密的，摆动范围在100M之内。 （三）、煤层及其顶底板 1、煤层 11-2煤层 位于第三含煤段中部，为稳定煤层，全区稳定可采，煤厚2.29～4.30m，平均3.69m。常含夹矸1～2层，夹矸岩性少数为泥岩外，以炭质页岩为主。结构简单～较复杂。 13-1煤层 位于第四含煤段中部，全区稳定，为主要可采煤层。煤厚3.32～4.55m，平均4.06m，一般3.5～4.30m， 一般含夹矸1～2层，少数3层，多分布在煤层的上部和底部，岩性多为炭质页岩，少数为含炭泥岩和泥岩。 11-2煤和13-1煤间距为70.81m。 2、煤层顶、底板岩石性质及其变化情况 （1）顶板 13-1煤层顶板以泥岩为主，厚度0.28～9.43m，其次为砂质泥岩，厚度0.53～7.17m，其它为粉、细砂岩，少数有伪顶，岩性为炭质页岩、含炭泥岩。 11-2煤层顶板泥岩占44，厚度0.47～4.62m，砂质泥岩占31，厚度0.38～7.37m，其余为粉、细、中砂岩和石英砂岩。 直接顶板稳定性分类表 煤层 实 测 值 直 接 顶 板 分 类 岩 性 抗压强度 岩 性 厚 度 m 稳定程度 13-1 泥 岩 163～299 泥岩、砂质泥岩为主。 泥 岩0.28～9.43 不稳定 砂质泥岩 461～777 砂质泥岩0.53～7.17 不稳定～中等 砂 岩＞2.0 中等～稳定 11-2 泥 岩 90 泥岩、砂质泥岩为主。 泥 岩0.47～4.62 不稳定 粉 砂 岩 988 砂质泥岩0.38～7.37 不稳定～中等 石英砂岩 1030～1280 砂 岩＞4.0 中等～稳定 局部无直接顶板 （2）底板 底板底板以砂质泥岩、泥岩为主，少数底板为鲕状泥岩。 （四）、煤质 1、煤的主要物理性质 13-1、11-2煤层颜色均为黑色、条痕褐黑色，沥青～弱玻璃光泽，条带状及线理状结构，参差状及平坦状断口，内生裂隙较发育，性脆易碎成粒状及粉末状。煤岩坚硬程度多为松软级，真密度13-1煤平均为1.37g／cm３，11-2煤平均为1.41g/cm3。煤岩成分以暗煤、半暗煤、半亮煤为主，亮煤次之，夹少量镜煤条带及透镜体，可见矿化暗淡煤及丝炭透镜体。以粉末状为主，少量块状及鳞片状。宏观煤岩类型以半暗型～半亮型煤为主。 2、煤种 本区内煤的变质程度普遍较低，属低变质的气煤。以-700m水平线分浅、深部，浅部与深部的煤质变化不很明显。 3、煤的主要有害组分 （1）灰分（Ad） 13-1、11-2煤层属中灰煤层，其中13-1煤层，灰分值17.45～29.79，平均灰分值为20.82；11-2煤层灰分值16.06～32.19，平均值为20.80。 （2）水分（Mad） 原煤分析基水分含量比较稳定，一般在2～3之间，浮煤分析基水分比原煤略有增高，一般在3.2左右。 （3）硫、磷含量 13-1煤层平均含硫仅为0.29，属特低硫煤，11-2煤层平均值为0.75，属低硫煤。13-1煤层磷含量平均值为0.026，属低磷煤层。11-2煤平均值为0.007，属特低磷煤层。 （4）氯、砷含量氯（Cl）＜0.1，砷（As2O3）＜5PPm，均低于工业部门所要求的有害元素含量值。 4、煤的发热量 13-1、11-2煤的发热量（Qnet，d）均高于25MJ/kg，为中高发热量。其中，13-1原煤发热量平均为26.44MJ/kg，11-2原煤发热量为26.06KJ/kg。 预计在正常情况下，13-1煤层开采时，毛煤含水分为6，灰分为25，发热量为21.74MJ/kg（5200卡/克）左右。11-2煤层开采时，毛煤含水分为5，灰分25，发热量为22MJ/kg（5260卡/克）左右。 （五）、储量 1、能利用储量 首采区共获得ABC级储量8687.4万吨，其中AB级5687.36万吨，占总储量的65.5，A级3615.04万吨，占ABC级的41.6。其中，首采煤层13-1煤储量A级1200.2万吨，B级233.3万吨，C级466.89万吨。 2、暂不能利用储量C级2999.78万吨，均为气煤。 （六）、水文地质部分 1、第四系含水层的影响 第四系土层总体呈北厚南薄的变化趋势。按其组合特征及含隔水性能，可将其大体分为3个含水组（Q2-1、Q3、Q4），2个隔水组（Q1-2、Q2-2）及1个碎石层（底砾层），其中Q2-1含水层在本采区与基岩直接接触，砂层厚度平均在235m，富水性中等，但据其它各系含水层抽水资料分析，该Q2-1含水层对其下各基岩含水层水力联系较弱，对其下各煤层开采影响不大。 2、顶底板岩性及含水性分析 13-1煤该煤层回采过程中，顶板冒落裂隙带高度可达80m，该区段内老顶含水层为细砂岩层及粉砂岩层，共5～13层，厚度11.8～44.55m，平均24.67m，占冒落影响厚度的14.76～55.69，平均30.83。该砂岩多为细粒结构，泥质胶结，裂隙发育不均，各含水层之间多为泥岩及砂质泥岩隔水层，在自然状态下各层之间水力联系较差，但在回采后，由于顶板冒落沟通，将形成一个含水层组，各含水层之间将发生越流，共同向井下采掘空间涌出。各砂岩含水层出水多以静储量水为主，辅以少量的动水补给，（该采区13-1煤顶板含水层无抽水资料，据东三采区水5孔抽水资料q0.000997L/s.m，K0.0202m/d，供参考），预计涌水量为Q正105m3/h，Q最大150m3/h。该煤层回采过程中，80m高度以上各岩层不会受到影响或影响较小，仍保持其原有的补给、径流、排泄条件，对13-1煤回采影响较小。 11-2煤顶板冒落裂隙带高度达80m，其中发育有5～11层砂岩，厚度24.91～52.49m，平均41.68m，占冒落影响高度的31.14～65.60，平均52.10，砂岩多为细粒结构，少量为中粒结构，裂隙发育不均，在老顶板中部发育一层厚约10m的石英砂岩，该石英砂岩为硅质胶结，裂隙发育，含水丰富。11-2煤老顶砂岩含水均以静储量为主，预计涌水量为Q正130m3/h，Q最大180m3/h。 3、构造及其含、导水性分析 根据断层走向与煤层走向的关系，大体可分为走向断层和倾向断层两种，而走向断层多为压扭性断层，倾向断层多为张性断层，据勘探资料及井下揭露分析，断层多为泥质充填，压实性较好，多表现为不导水和不含水。但在采动影响后，地下水动力环境遭到破坏，可能造成张性断层“复活”，而成为导水断层，应引起重视。 据水4孔对F19断层和13煤顶板砂岩混合抽水试验，q0.000264L/s.m，表明F19断层富水性很小。据137孔抽水试验，历时143小时，水位下降39.28m，距137钻孔4969m处的水1孔水位下降0.56m，而114孔抽水时，水1孔距114孔2563m无影响，说明水1孔和114孔之间的F25和F14两断层起阻水作用。 需要说明的是，1煤距C3L4底50m左右，当断层落差50m时，一盘的14层灰岩与另一盘的二迭系煤系泥岩接触，形成“阻水墙”，使地下水水平运动受组，故在自然状态下，凡断层落差50m的二迭系一侧，相对的均起阻水作用，但是煤层开采后，地下水头压力失去了平衡，因工程地质原因，往往断层破碎带成为突水口，所以在煤层与灰岩对口的部位必须采取措施，以确保安全生产。 4、钻孔情况分析 该区事故孔有二十32孔，该孔在18煤上部发生漏水现象，并揭露13-1煤；十一1、十一2为用料偏少孔，其中十一1孔揭露13-1、11-2煤，十一2孔揭露5、1煤。 114为水文长观孔，揭露穿过1煤，对太原组1～4灰进行水位观测。 未封闭或封闭不良钻孔可能造成各含水层间越流，在煤层采掘过程中，可能造成各含水层水（钻孔已穿过的）通过钻孔突水。 以上各孔在采区采掘施工过程中，可能造成钻孔突水，应制定专门防钻孔水措施，保证矿井安全生产。 （七）其它开采技术条件 1、瓦斯 主要可采煤层瓦斯最大值为13-1煤层8.6 ml/g燃，相对涌出量计算值为12.28 m3/t，。瓦斯危害性对今后矿井建设和生产中必须引起重视，特别是13-1煤层不仅瓦斯含量高，而且在实际施工过程中还发生过顶钻、喷孔等现象，在生产中应加强监测。 2、煤尘爆炸和煤的自燃 煤尘爆炸性试验火焰长度在50～600mm，岩粉量为40～70，依据规定有火焰者属于爆炸危险煤层的标准，本区各煤层均属于有爆炸危险性的煤层。 11-2煤层为很易自燃， 13-1煤层测试值略高为不易自燃。 根据淮南矿井资料，开采煤层都有自燃发火倾向，发火期为3～6个月。各煤层煤尘均有强爆炸性。 3、地温 各煤层温度与埋藏深度呈正比关系，相关性较好， 各煤层分水平温度见下表。 各煤层地温随深度加大而增高，煤层间温度差别从表中明显看出，上部煤层到下部煤层温度逐渐增高，影响地温温度的原因，由于本区没有岩浆岩，1煤层靠近陈桥背斜，距老地层近，温度必然比上部煤层高，这说明热源主要来源于深部热流。 13-1煤、11-2煤分水平温度表 煤 标 层 高m 13-1 11-2 -500 30.9 31.7 -600 33.5 34.1 -700 36.1 36.5 -800 38.7 38.9 -900 41.3 41.3 -1000 43.9 43.7 三、采区巷道布置设计方案 （一）、矿井现有的开拓系统 目前，东二13-1煤采区下部车场已形成，分别与-762中央轨道石门和-762中央回风石门相连。出煤系统的中央胶带机斜巷-762m向上部分即将完工，-762m～-782m斜段及平巷段尚未施工。排矸系统的矸石胶带机斜巷-762m向上部分已施工一半，-762m向下部分未施工。矸石翻车机硐室已施工过半，掘进煤翻车机硐室小断面施工将与东二进风石门贯通。因此，目前掘进出煤及排矸石仍采用车皮装车，大部分经副井提升，小部分经矸石井提上至地面。 （二）采区巷道布置方案 13-1煤开采 -762m中央回风石门揭13-1煤后沿煤层施工东二13-1煤采区下部车场与-762m中央轨道石门贯通，并与东二采区进风石门贯通，形成进回风系统。从采区下部车场施工三条采区上山（回风上山、胶带机上山、轨道上山），然后分阶段布置走向长壁工作面。共分为四个阶段回采。考虑采区尺寸及断层等因素，本区采用单翼开采，采区上山以西部分因断层的影响只能布置一个小面作为首采工作面。 11-2煤开采 中央回风石门和轨道石门继续掘进揭露11-2煤层，然后沿煤层施工东二11-2煤采区下部车场，从采区下部车场施工三条采区上山（回风上山、胶带机上山、轨道上山），然后分阶段布置走向长壁工作面。共分为四个阶段回采。 11-2煤的出煤有两个方案可选择一是直接将中央胶带机巷向后延长至11-2煤，11-2煤的出煤直接经中央胶带机运至主井煤仓。二是从轨道石门掘联巷，在大巷煤仓上布置11-2煤的胶带机石门，至11-2煤后施工采区煤仓。11-2煤的出煤从11-2煤采区煤仓经11-2煤胶带机石门运至中央胶带机巷，然后运至主井。两个方案比较一方案减少了一个运输环节，巷道布置简单，少打了石门联巷，减少了工程量；二方案多了一个运输环节，巷道布置复杂，增加了掘进工程量，但两部胶带机长度短，易以管理。公司已确定采用一方案，即直接将中央胶带机巷向后延长至11-2煤。 三条上山的布置方案 1、方案A 两煤一岩采区回风上山、采区胶带机上山均布置在煤层中，采区轨道上山布置在煤层底板中。 从采区下部车场掘进回风上山，先掘进一小平段（长度在10m以内）作为掘进期间存车提车用，然后向上翻顶跟煤层顶板施工。整条上山均为煤巷。 从采区下部车场掘进胶带机上山尾部联巷，跟煤层顶板施工。在接近大巷煤仓上方时，巷道落平施工15m平段，然后翻顶继续跟煤层顶板掘进，至-530m水平时变平，再掘55m上车场和25m联巷与轨道上山贯通。 从采区下部车场掘进煤层底板岩巷100m作为轨道上山的下部存车场，然后起坡按15掘进岩石上山至-480m水平时变平，再掘进上部车场约60m。轨道上山距煤层底板20m左右。 2、方案B 三条煤上山采区回风上山、采区胶带机上山及采区轨道上山均布置在煤层中。 采区回风上山、采区胶带机上山布置同方案A。 从采区下部车场掘进10m平巷，然后向上翻跟煤层顶板掘进轨道上山，至-480m水平时变平，再掘进上部车场岩巷约60m。生产时将采区下部车场一段刷宽铺设双轨，作为下部车场存车用。 3、方案比较 方案A优点 采区回风上山、采区胶带机上山布置在煤层中，掘进速度快，掘进费用低。采区轨道上山布置在煤层底板中，巷道易以维护，维修费用低。两煤一岩上山巷道交叉少，易以通风管理。轨道上山下部存车场使用方便。 方案A缺点 相对方案B，轨道上山为岩巷，多掘进岩巷1070m，掘进费用高。 方案B优点 三条上山均布置在煤层中，少掘进岩巷1070m，掘进速度快，掘进费用低。 方案B缺点 巷道维护量大，维修费用高。巷道交叉多，不利于通风管理。轨道上山下部无存车场，使用不便。 方案选择通过比较，两个方案总费用相差不大方案A便于管理，优于方案B，故拟定选择方案A进行设计和实施。 四、采区巷道设计 1、采区变电所 采区分两段设置上下部变电所，下部变电所在回风上山距离下部车场570m处开窝，按69.5方位施工平巷与采区轨道上山贯通。变电所长65m，巷道宽度5000mm、中心高度4000mm、拱半径2500mm，墙净高1500mm，巷道净断面为17.3 m2，两端出口联巷净宽3000mm、净高3000mm，巷道净断面为8 m2。开窝口煤巷段采用U型棚水泥背板喷浆支护，向里采用锚网喷加锚索支护。底板铺设100mm的混凝土，巷道帮、顶和底板均需注浆加固。只在底板上铺设临时轨道，变电所设备安装好后将临时轨道撤除。上部变电所在回风上山距离下部车场570m处。 2、采区水泵房和水仓 因本采区直接与石门相连，故不考虑水泵房和水仓。采区排水从三条上山直接排至采区下部车场，经轨道石门排至井口水仓。 3、13-1煤回风上山 从东二13-1煤采区下部车场先掘进一小平段（长度在10m以内）作为掘进期间存车提车用，然后向上翻顶跟煤层顶板施工。巷道方位930′，整条上山均为煤巷。长1220m，巷道宽度4600mm、中心高度3800mm、拱半径2300mm，墙净高1500mm，巷道净断面为15.2 m2。采用锚网喷加锚索支护。 4、13-1煤胶带机上山 从采区下部车场掘进胶带机上山尾部联巷，先掘进一小平段（长度在10m以内）作为掘进期间存车提车用，然后向上翻顶跟煤层顶板施工。在接近大巷煤仓上方时，巷道落平施工15m平段，此段巷道需要挑顶破底，为半煤岩巷道。然后继续跟煤层顶板掘进，至-530m水平时变平，再掘55m上车场和25m联巷与轨道上山贯通。巷道方位930′，胶带机上山尾部联巷长150m，巷道宽度3200mm，中心高度3000mm，拱半径1600mm，墙净高1400mm，巷道净断面为8.5 m2。胶带机上山及上车场巷道长870m，宽度3800mm，中心高度3300mm，拱半径1900mm，墙净高1400mm，巷道净断面为11 m2。联巷长30m，宽度3000mm，中心高度2900mm，拱半径1500mm，墙净高1400mm，巷道净断面为7.7 m2。上山及联巷均采用锚网喷加锚索支护。 5、13-1煤轨道上山 从采区下部车场掘进煤层底板岩巷100m作为轨道上山的下部存车场，然后起坡按15掘进岩石上山至-480m水平时变平，再掘进上部车场约60m。轨道上山距煤层底板20m左右。巷道方位930′，轨道上山长1070m，巷道宽度4000mm，中心高度3500mm，拱半径2000mm，墙净高1500mm，巷道净断面为12.3 m2。上山及车场均采用锚网喷加锚索支护。 6、区段工作面巷道布置 为满足综合机械化采煤的需要，区段中工作面采用“直线式”布置，回采工作面斜长按等长布置，参考国内矿井一些情况，为提高工作面产量，高产高效，13-1煤回采工作面斜长取200～240米比较适宜。根据本采区的倾斜长度，可划分为四个区段，区段间留设20m煤柱。 具体划分如下 第一区段走向长2030m，平均倾斜长240 m，综采工作面。 第二区段走向长1960 m，倾斜长210 m，综采工作面。 第三区段走向长1960 m，平均倾斜长185 m，综采工作面。 第四区段走向长1930 m，倾斜长240 m，综采工作面。 为考虑按期投产，首采面为采区上山以西的小面E2-1307。（小面布置在后详述） 本采区回采顺序为小面E2-1307工作面→E2-1305工作面→E2-1303工作面→接替11-2煤工作面→E2-1304工作面→E2-1302工作面。 轨道顺槽矩形巷道，宽度4600mm，高度3200mm巷道净断面为14.7 m2，采用锚梁网支护。 运输顺槽矩形巷道，宽度5000mm，高度3200mm巷道净断面为16 m2，采用锚梁网支护。 切眼梯形巷道，宽度7200mm，高度2500mm巷道净断面为16.9 m2，采用梯形棚支护。 瓦斯抽排巷 7、小面E2-1307工作面布置两个头掘进 一个掘进头从回风石门揭露13-1煤处向西掘进煤层联巷与回风二石门贯通，再掘9m平巷作为下车场。沿煤层掘回风斜巷至-720m水平，然后沿煤层走向掘-720m轨道平巷。再掘进轨道顺槽和工作面切眼。 另一个掘进头在13-1煤下部车场掘20m平巷，沿煤层掘进胶带运输斜巷，然后沿煤层掘进运输顺槽与切眼贯通。 各巷道具体情况如下 回风联巷巷道方位273，长35m，巷道宽度5000mm，中心高度4100mm，拱半径2500mm，墙净高1600mm，巷道净断面为17.8 m2，采用U型棚支护。 回风斜巷（包括平车场）巷道方位303，长210m，巷道宽度4600mm，中心高度3800mm，拱半径2300mm，墙净高1500mm，巷道净断面为15.2 m2，采用U型棚支护。 -720轨道平巷巷道方位260，长245m，巷道宽度5000mm，拱半径2500mm，墙净高1500mm，中心高度4000mm，巷道净断面为17.3 m2，采用U型棚支护。 轨道顺槽巷道方位2616′，长725m，矩形巷道，宽度5000mm，高度3200mm，巷道净断面为16 m2，采用锚梁网支护。 切眼巷道方位11616′，长180m，梯形巷道，宽度7200mm，高度2500mm，巷道净断面为16.9 m2，采用梯形棚支护。 胶带运输斜巷（包括平巷）巷道方位30215′，长270m，巷道宽度5000mm，中心高度4000mm，巷道净断面为17.3 m2，采用U型棚支护。 运输顺槽巷道方位2616′，长575m，矩形巷道，宽度5000mm，高度3200mm，巷道净断面为16 m2，采用锚梁网支护。 小面煤仓单独设置，在胶带斜巷头部掘煤仓，煤仓直径6m，高度18m。 五、采煤方法与回采工艺 ㈠工作面采煤方法 工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化采煤法，一次采全高，全部冒落法管理采空区。首采小面采用单一倾斜长壁采煤法，俯斜回采。 ㈡工作面主要设备选型 1、支架根据新集一矿综采工作面已有生产经验，工作面回采时可采用ZY4000-19/37型掩护式液式支架或ZZ4400-18/38.5型支撑掩护式液压支架。 ZZ4400-18/38.5型支撑掩护式液压支架，由郑州煤矿机械厂生产，中间与过渡架架型一致，这是四主柱双伸缩支撑掩护式液压支架。四个大主柱部支在顶梁下，护帮板可转180角，向前可打到水平状态。支撑高度为1.8～3.85m，支架宽度1.428～1.598m，中心距1.5m，工作阻力4400KN，支护面积6.25m2，支护强度0.704Mpa，底板比压1.47MPa，伸缩梁伸缩长度850mm，移架步距4.03m，此支架具有支撑能力大，受力状态好，强度高，稳定性好，工作可靠等优点，能及时有效地支护顶板。 2、采煤机该采区11-2煤厚2.29～4.30m，平均3.69m；13-1煤厚3.32～4.55m，平均4.06m，一般3.5～4.30m。煤层属中软煤层，硬度系数为f0.5～1.2。13-1煤层之间的泥岩夹矸，硬度系数为f1～2。底板为泥岩，硬度系数为f2～3，顶板为砂质泥岩或泥岩，硬度系数f3～5，工作面一次采全高。综采面可选用鸡西煤机厂生产的MG1-300W型双滚筒采煤机或MG-300W1型双滚筒采煤机。MG1-300W型双滚筒采煤机主要技术参数为截深800mm，采高2.1～3.6m，牵引速度为0～5.2m/min，电机功率300KW，配有内外喷雾灭尘装置，机重44吨。MG-300W1型双滚筒采煤机主要技术参数为截深630mm，采高2.1～3.6m，牵引速度为0～5.2m/min，电机功率300KW，灭尘方式为内外喷雾式。 3、工作面运输机选择工作面运输机的长度应大于工作面实际长度，运输机的运输能力不得小于采煤机的最大生产能力。按选择MG-300W1型双滚筒采煤机，采煤机最大生产能力为3.00.635.2m/min601.4826吨/小时，实际采煤时采煤机行进速度要低于5.2m/min，采面小时生产能力要小于826吨，所以可选择西北煤矿机械厂生产的SGZ-764/500型中双链刮板输送机，主要技术参数运输机长度200m，输送量900吨/小时，刮板链速度0.93m/秒，刮板链规格直径30108mm，园环链破断力≥1130KN，刮板间距1080mm，电动机型号 YBSS-250-1140，动率2250KW，转速1477转/分，电压1140伏，中部槽规格（长宽高）1500764222mm，水平弯曲度和垂直弯曲度都是3，减速器建比39.11。 4、转载机可选用西北煤机厂生产的SZZ-830/200型中双链刮板转载机一台，主要技术参数设计长度35.6m，出厂长度35.6m，输送量为1500吨/小时，刮板链速1.4m/秒，与皮带机尾有效搭接长度≥13m，电动机型号YBKYS-200，电机动率200KW，转速1475转/分，电压1140伏，液压偶合器型号YOZSJ-600，工作介质水，充液最33.6升。园锥园柱齿轮三级减速型减速器，速比27.7271，冷却形式为水冷式。园环链规格2-直径30108，刮板间距864mm，链条破断负荷为1107.4KN，中部槽规格（长宽高）1500830260mm。 5、破碎机可选用西北煤机厂生产的LPS1500型连续破碎机，主要技术参数为破碎能力1500吨/小时，最大入口粒度11001000500mm，破碎箱公称宽度1200mm，电机功率160KW，转速1475转/分，速比为13.15。 6、机巷运输机机巷长度为1050～1200m，巷道下坡坡度为5左右，可选用淮南煤机厂生产的SSJ-1200/2200型可伸缩皮带输送机。输送量1200吨/小时，带速2.5m/s，带宽1200mm，储带长度100m，电机功率2200KW，电机转速1000转/分，电压660/1140V，张紧绞车电机功率11KW，电压660V，转速1000转/分，液力偶合器型号为TVA562，机尾搭接长度为12m。 7、乳化泵根据我矿生产经验可选用用南京六合煤矿机械厂生产的DRB200/3.15型乳化泵2台，一台备用。主要技术参数为公称流量200升/分，公称压力31.5MPa，柱塞直径为40mm，柱塞数目为5个，曲轴转速548r/min，电机型号JDSB125，电压1140/660V，功率125KW，配套液箱容积1500升，工作介质为含3～5的乳化油中性水溶液，泵重3000Kg。 区段主要综采机电设备见下表 序号 设备名称 规 格 电机功率 生产能力 数量 （台） 1 采煤机 MG1-300W 300 kw 826 t/h 2 综采支架 ZZ4400-18/38.5型 100 3 端头支架 6 4 刮板输送机 SGZ-764/500 2*200kw 700t/h 1 SGZ-764/500 2*250kw 900t/h 1 5 转载机 SZZ-830/200 200kw 1500t/h 1 6 破碎机 LPS1500 160kw 1500t/h 1 7 皮带输送机 SST-1200/2*200 2*200kw 1200t/h 1 8 乳化泵 DRB200/3.15 125kw 2 （三）采高的确定 工作面沿煤层走向布置，倾角12，小面采用俯采，倾角13，故采高不宜过大，借鉴新集公司和淮南局的经验，工作面采高定为3～3.5m，煤层厚超过3.5m时，跟顶留底回采。 （四）液压支架工作阻力校核 工作面平均采高3.0m左右，最大采高3.5m，计算时取最大值，按采场支护强度校验支架工作阻力公式 P1/K-1hrk1k2（T/m2） 式中P采场平均压力，T/m2 K顶板冒落后碎胀系数，取1.5 H实际采高，取3.5m r岩石容重，取2.8吨/m3 K1周期来压与非周期来压实测压力平均值之比K为1.3～1.6，取1.5 K2悬顶片帮系数，K2（l1l2l3）/l1 l1最大控顶距5.18m l2平均全工作面悬顶距离，取2m l3平均全工作面片帮深度，取1.0m K2（5.1821）/5.181.579 P1/1.5-13.52.81.51.57946.423T/m2 每架支架的支护强度FP.S 上式P采场平均压力 S支架宽度（顶梁长移架后梁端到煤壁之间距离采机截深） 支架宽度取1.5m，顶梁长度取4.03m，移架后梁端到煤壁之间距离取0.35m，截深取0.8m。 S1.54.030.350.87.77（平方米） FP.S49.2657.77382.789（吨/架） 工作面配备的ZZ4400-18/38.5型液压支架的阻力为4400KN，换算成吨是448.98吨，大于382.79吨，满足支护需要，况且计算时，各参数选择都是取最大值，也就是按最坏的条件下算出的每台支架承受的载荷，因此，计算结果可靠。 （五）回采工艺 回采工艺流程割煤→移架→推溜→清理浮煤。 1、割煤 采煤机由工作面中部斜切进刀向下（上）割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，前滚筒割1.5m后，开始移架，采煤机运行至下（上）端头，割透煤帮后，再向上（下）返空刀，将煤壁侧残留的煤装入运输机，至工作面中部，再向上（下）割煤，采煤机运行至上（下）端头，割透煤壁后，向下（上）返空刀，装浮煤至工作面中部，即完成一个循环。采煤机进刀长度以前滚筒为准，不低于20米。原则上采煤机割煤必须达到两平，如果底板起伏较大时，允许局部割底，以保证工作面平直。 2、移架 采用本架操作移架，全封闭顶板支护方式。当顶板破碎时，应追机移架，移架时要带压擦顶前移，利用好上下侧护板，做到及时支护好暴露的顶板，上下两端的过渡支架实行先推溜后移架。 3、推溜 支架拉靠后，即可推移运输机，推移的顺序是向一个方向推，不得分段推溜或两端向中间推溜，追机推溜时，推移位置距采机后滚筒不得小于15m，推溜时要保持溜子平直，不得推出弯式推翻溜子，当溜子出现上窜下滑情况时，可改变推溜顺序进行调整。 5、清煤 溜子推完之后便可以清理电缆槽与架子之间的浮煤、架内、架间、电缆槽的浮货都要清理干净，以保证工作面的整体清洁。 （六）工作面作业方式及劳动组织 1、作业方式 ①工作制度采用“三八”工作制，每天两班生产，一班检修，两个生产班，一个检修班。 ②作业方式采用专业工种定点作业和综合工种分口作业相结合的方式。 ③循环方式工作面按正规循环作业组织生产，工作面割完一刀煤、移一遍架、拉一遍运输机、放一遍煤、清完浮货即为完成一个循环，循环进度0.6m，每小班完成3个循环，昼夜完成6个循环。 2、劳动组织 每个生产班除各个看点司机和采煤机司机以外，工作面分6个段配备人员上口和下口各配4个人，分管上口、下口的6台支架，中间分4段，每段配3个人，分管22台支架，另加机工电工各式各1人，看控制台1人，跟班队长和正副班长各1人，下巷水泵司机1人，计32人，设定早班检修，中班和夜班生产，劳动组织详见下表 每个生产班除各个看点司机和采煤机司机以外，工作面分6个段配备人员上口和下口各配4个人，分管上口、下口的6台支架，中间分4段，每段配3个人，分管22台支架，另加机工电工各式各1人，看控制台1人，跟班队长和正副班长各1人，下巷水泵司机1人，计32人，设定早班检修，中班和夜班生产。 劳动组织表 工种 出勤人数 早班 中班 夜班 早班 中班 夜班 合计 跟班队长 1 1 1 3 班长 2 2 2 6 采煤司机 2 2 4 液压修理工 10 10 岗位点司机 5 5 10 清煤工 5 5 10 端头支护工 8 4 4 16 泵站司机 1 1 1 3 机修工 16 1 1 18 电工 10 1 1 12 巷修工 20 20 运料工 5 5 5 15 安全、质检员 1 1 1 3 合计 74 28 28 130 六、采区生产能力和服务年限 本区为单翼布置开采，开采煤层为11-2煤、13-1煤，按正常的开采顺序，先采13-1煤，后采11-2煤，采区内只安排一个综采面进行回采，必要时可再安排一个π型钢梁或滑移支架工作面配采。 ㈠工作面生产能力A1（万吨/年） 13-1煤生产能力 作业制度 “三八”制 日循环数 6个 循环进尺 0.6m 采高 3.5m 工作面斜长 220m 年工作日 300天 工作面回采率 95 循环率 80 煤的容重 1.42T/m3 则A1