煤矿采区布置及装备设计.docx
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煤矿采区布置及装备设计
采区布置及装备
第一节采煤方法
一、采煤方法及工作面参数
（一）采煤方法选择
根据开拓布置及开采顺序安排,设计初期戊9-10煤和己组煤同时开采。
采煤方法的选择本着提高矿井综合机械化水平，并尽量减小生产期间掘进率的原则。
1、戊9-10煤采煤方法
戊9-10煤首采区煤层厚度为0.90～3.30m，平均2.44m，倾角为
10～24°。
其顶板以泥岩为主,局部为细粒砂岩,为Ⅲ～Ⅳ类;底板大部为泥岩,砂质泥岩,属松软类。
由于煤层倾角较大,设计不采用倾斜长壁采煤法。
根据平顶山矿区开采戊组煤的成功经验及煤层厚度,设计戊9-10煤采用走向长壁综合机械化一次采全高采煤法。
2、己15及己16-17煤采煤方法
（1）倾斜长壁与走向长壁采煤法的比选
己16-17煤首采区47勘探线以东,-700m底板等高线以浅分岔为己15及己16-17煤层（分岔区主要位于首采区东翼）,分岔区己15煤层厚度1.80～4.71m,平均3.50m;己16-17煤层厚度0.84～3.58m,平均2.84m。
非分岔区己16-17煤层厚度4.61～7.78m,平均5.57m。
煤层倾角8.6～10.9°。
己16-17煤直接顶板大部为中厚-厚层状泥岩、砂质泥岩,局部为中厚层状细粒砂岩,大部为Ⅲ～Ⅳ类,局部为Ⅱ类;直接底板为泥岩、砂质泥岩、局部为细粒砂岩,属松软类底板。
根据煤层赋存条件,对己15及己16-17煤考虑了倾斜长壁仰斜采煤法、倾斜长壁俯斜采煤法,走向长壁采煤法三种采煤方法。
倾斜长壁仰斜采煤法虽具有巷道工程量小,建井工期短,工作面不需排水的优点,但仰斜开采移架推溜困难,不利于采煤机割煤,特别是对瓦斯较大的己组煤的开采,安全性差。
因此设计不采用倾斜长壁仰斜采煤法。
倾斜长壁俯斜采煤法对采煤机割煤及移架推溜有利,亦有利于瓦斯较大的己组煤开采。
但俯斜开采对本矿井来说,巷道工程量大（-600m及-750m水平需集中下山联系）,建井工期长,运输环节多。
因此设计亦不采用俯斜采煤法。
走向长壁采煤法是平顶山矿区行之有效的采煤方法。
己组煤首采区东翼煤层分岔线基本上与煤层走向平行,走向长壁对开采分岔区煤层更为合理。
因此,设计推荐己组煤采用走向长壁采煤法。
根据首采区煤层厚度,分岔区己15及己16-17煤层采用走向长壁综采一次采全高采煤法。
（2）非分岔区己16-17煤分层采煤法及放顶煤采煤法比选
国内综采放顶煤在煤层厚度5～12m,倾角小于15°的条件下己取得了成功的经验,如兖州、郑州矿区。
放顶煤综采与分层开采相比,具有产量高,效率高,巷道掘进率低,搬家次数少,工作面吨煤成本低,经济效益好的优点;但综采放顶煤开采目前还没有很好地解决工作面通风防突及防尘问题，这是目前正在研究的重点科研项目之一。
考虑到非分岔区己16-17煤的开采在7.7a之后，其采煤方法可根据煤层瓦斯抽放效果和综采放顶煤技术发展情况确定。
综上所述,戊9-10煤采用走向长壁综采一次采全高采煤法。
己组煤分岔区己15及己16-17煤采用走向长壁综采一次采全高采煤法;非分岔区己16-17煤根据情况另行确定。
（二）工作面长度、采高及推进方向长度
1、一次采全高工作面长度
（1）工作面长度
根据采区斜长及平顶山矿区生产矿经验,戊9-10煤及分岔区己15、己16-17煤一次采全高工作面长度取200m。
2、工作面采高
矿井初期投产1个戊9-10煤工作面和1个己15煤工作面。
根据初期投产工作面附近钻孔及所确定的采煤方法,戊11020工作面采高2.08m；己1511010工作面采高3.50m。
3、工作面推进方向长度
平顶山矿区现有生产矿井综采面推进方向长度在地质条件许可的条件下，一般1800-2400m。
煤科院北京开采所根据胶带输送机铺设长度，顺槽维护、设备大修及工作面搬家等因素模拟计算，确定工作面推进方向最优长度1500-2500m，由于高产高效综采面日推进度一般大于6m，因此，为减少工作面搬家次数，必须加大工作面推进方向长度。
结合煤层赋存条件,设计投产采区工作面推进方向长度2000～2500m。
二、主要采煤机械设备选型
发展高产高效综采工作面的一个重要方面，就是要选用技术先进、性能可靠、功率大、自动化程度高的综采设备。
考虑到戊组煤增产的需要和设备管理、维护方便，工作面采、装、运设备尽量选用同型号设备。
（一）、采煤机
1、工作面设备应具有的生产能力
根据本矿井规模和开采规划，矿井己、戊组煤产量均不应低于1.2Mt/a，考虑到矿井总体规模可达3.0Mt/a以上，设备选型按不低于1.5Mt/a进行设计。
工作面应具有的最小生产能力由下式计算：
Qh=Qy×f/[D×（N-M）×t×K]
式中
Qh——工作面设备所所需最小生产能力，t/h；
Qy——要求的工作面年产量，1.5×106t/a；
D——年生产天数,300d；
f——能力富裕系数,1.40;
N——日作业班数,4班；
M——每日检修班数,1班；
t——每班工作时数，6h；
K——开机率，0.55。
则Qh=1.4×106×1.4/[300×（4-1）×6×0.55]=707t/h
2、采煤机牵引速度
采煤机平均截割牵引速度Vc
Vc=Qh/（60×B×H×γ×C×K）
式中
Vc——采煤机平均截割牵引速度，m/min；
Qh——采煤机可实现的生产能力，707t/h；
H——平均采高，己煤3.5m，戊煤2.4m；
B——截深，0.8m；
γ——煤的容重,,己煤1.39t/m3，戊煤1.45t/m3；
C——工作面回采率，己煤0.93，戊煤0.95；
K——有效割煤时间利用率，0.85。
经计算，己煤Vc=3.3m/min,戊煤Vc=4.7m/min。
3、采煤机装机功率
装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。
装机功率由下式估算：
P=Q×Hw=707×0.7=495kW
式中
P——装机功率,kW；
Q——采煤机生产率，707t/h；
Hw——比能耗，一般0.6～0.7,取0.7。
4、采煤机所需牵引力
据经验统计，采煤机牵引力一般为其装机功率数值的0.5～1倍。
5、确定滚筒直径
滚筒直径一般按最大采高的0.6倍考虑。
本矿井首采区戊9-10煤煤层厚度0.90～3.30m,平均2.44m；己15煤层厚度1.80～4.71m,平均3.50m;己16-17煤层厚度0.84～3.58m,平均2.84m。
，滚筒直径按标准滚筒选取，φ1.8m为宜。
则其采高范围为1.8m～3.5m。
根据上述计算结果，设计选用MG300/700-GWD型无链电牵引采煤机，主要技术参数如下：
功率：
2×300（截割）+2×40（牵引）+18.5（泵站）kW
电压：
1140V
截深：
0.8m
调速方式：
交流变频调速
牵引速度：
0～13.33m/min
（二）、刮板输送机、转载机及破碎机
工作面刮板输送机生产能力的选择原则是保证采煤机采落的煤被全部运出，并留有一定的备用能力。
工作面刮板输送机的运输能力应满足
Qc=Kc×Km×Ky×Qm
式中
Qc—刮板输送机应具有的运输能力，t/h；
Kc—采煤机截割速度不均衡系数，1.05；
Qm—采煤机平均落煤能力，707t/h；
Km—采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，1.06；
Ky—运输方向及倾角系数，1.3。
则Qc=1.05×1.06×1.1×707=1080t/h
综合工作面长度等因素，设计己、戊组煤工作面均选用SGZ830/630W型刮板输送机，电机功率630kW，输送能力1200t/h。
选用SZZ830/200型转载机，电机功率200kW，输送能力1500t/h。
选用PCM160型破碎机，电机功率160kW，破碎能力2000t/h。
（四）、可伸缩胶带输送机
顺槽可伸缩胶带输送机应与工作面推进长度相适应，铺设长度应可达到2400m，小时运量应与工作面生产能力相匹配。
工作面生产能力不小于707t/h，胶带输送机能力应具有800t/h的能力。
1、带宽：
B=
式中：
V——带速，2.5m/s；
γ——物料容重，0.9t/m3；
K——货载载面系数，K=435；
C——倾角系数1.0；
ξ——速度系数0.98。
则B=
=0.91m
选取B=1000㎜胶带，满足块度要求。
2、胶带输送机滚筒轴功率
P=（L+50）（WV/3400+Q/12230）+LsinαQ/367
式中
W——单位长度机器运动部分质量，1000㎜胶带取74㎏/m；
V——带速，2.5m/s；
Q——胶带输送机运输能力，800t/h；
L——胶带输送机长度，2400m；
α——胶带输送机平均倾斜角度，α=0-2°，取平均1.5°。
则P=（2400+50）（74×2.5/3400+800/12230）+2400×sin1.5°×800/367=431kW
3、可伸缩胶带输送机电机功率
取功率系数K=1.35
则电机功率N=KP=431×1.35=582kW
选取200kW电机3台。
经以上计算，顺槽选用SSJ1000/3×200M可伸缩胶带输送机。
主要技术参数如下：
功率：
3×200kW
电压：
1140V
输送能力：
800t/h
最大输送长度：
2400m.
采煤机械配备详见图C1424-163（戊1）-1及图C1424-163（己2）-1。
三、工作面顶板管理方式及支架选择
戊9-10煤顶板以泥岩为主,为Ⅲ～Ⅳ类;底板属松软类。
己15及己16-17煤直接顶板大部为中厚-厚层状泥岩、砂质泥岩,局部为中厚层状细粒砂岩,大部为Ⅲ～Ⅳ类,局部为Ⅱ类;直接底板为泥岩、砂质泥岩、局部为细粒砂岩,属松软类底板。
参照平顶山矿区百万吨综采液压支架使用情况,支撑掩护式支架具有适应老顶来压能力强，初撑力和支护强度高，支护效率高，底座前端比压小，适于松软底板的优点，因此设计戊9-10煤及己15煤工作面选用支撑掩护式液压支架，全部垮落法管理顶板。
（一）、工作面支架选择
1、支架选型
（1）支架支护强度确定
P=（6～8）×9.8×10-3Mγ
式中：
P——支架支护强度，MPa；
M——采高3.5m；
γ——岩石密度，取2.5t/m3。
计算结果为：
P=0.515～0.686MPa。
（2）支架所需工作阻力
F=（6～8）×9.8×M·γ·S
式中：
F——支架工作阻力，kN；
S——支架支护面积以7.2m2计；
则F=3704～4939kN
（3）支架选型
结合本矿煤层厚度等条件，选用ZZ5600/17/35型支撑掩护式支架。
主要技术参数如下：
工作高度：
1.7-3.5m
初撑力：
4640kN
工作阻力：
5600kN
支护强度：
0.907MPa
重量：
14.93t
2、确定工作面移架速度
支架移架速度是限制工作面单产的主要因素之一。
工作面移架速度Vy应满足下述公式
Vy>Kc×Vc
Vy——工作面移架速度（低限），m/min；
Vc——采煤机平均截割牵引速度，己煤3.3m/min，戊煤4.7m/min；
Kc——不均衡系数（1.17～1.22），1.2；
则己煤Vy>1.2×3.3=4.0m/min，戊煤Vy=1.2×4.7=5.6m/min
四、乳化液泵站、喷雾泵站
支架移架速度主要取决于支架液压系统的流量。
支架供液系统应具有的流量QL由下式估算：
QL=1000×Vy×Kf（n1×s1×F1+n2×s2×F2+n2×s2×F3）/J
式中
Ql——支架供液系统应具有的流量，L；
Vy——移架速度，m/min，己煤4.0，戊煤5.6；
Kf——同时用液工况富裕系数，2.5；
n1——推移千斤顶个数，133；
s1——支架移动步距，0.9m；
F1——活塞作用面积，0.0001㎡；
n2——立柱个数,532根；
s2——升柱降柱行程，0.095m；
F2——降柱时活塞作用面积，0.0002㎡；
F3——升柱时活塞作用面积，0.0003㎡；
J——支架中心距，1.5m。
经计算，己煤QL=221.1L，戊煤QL=316.8L。
依上述结果，支架供液系统最低流量己煤应不低于221.1L，戊煤应不低于316.8L/min，因而应配备流量为250L/min和350L/min以上的包括乳化液泵、操作阀、泵箱、管路及联结件的供液系统。
乳化液泵站选用LRB400/31.5型,配套液箱为RX400/25（容积2500L）。
主要参数如下：
功率：
250kW
电压：
1140V
额定流量：
400L/min
额定压力：
31.5MPa
喷务泵站选用PRB320/6.3型，主要技术参数如下：
功率：
45kW
电压：
1140V
额定流量：
320L/min
额定压力：
6.3MPa
采区巷道布置详见戊1、己2采区巷道布置及机械配备平、剖面图。
五、工作面回采方向与超前关系
鉴于工作面前进式回采需沿空护巷，巷道维护工作量大，费用高，且漏风量大，工作面采用走向长壁后退式回采。
回采工作面接替采用区段间跳采方式。
六、工作面参数的确定
1、工作面年推进度
在工作面长度一定的条件下，回采工作面年推进度主要取决于采煤机截深、牵引速度和开机率。
（1）采煤机截深
目前我国综采工作面的截深为0.6～0.8m，世界上高产工作面所采用的截深一般为0.8～1.0m，根据煤的硬度及采煤机功率，并参照国内统计资料,结合平顶山矿区实际使用情况,确定为0.8m。
（2）采煤机开机率
近几年国内49个百万吨综采工作面统计，平均开机率为52%左右，平顶山矿区年产百万吨综采面开机率达到50～60%。
本次设计根据所选设备的可靠性,按照高于国内平均水平,但又可行的原则,确定采煤机开机率为55%。
（3）采煤机速度
采煤机割煤速度与采煤机本身性能及移架速度有关，国内综采面采煤机割煤速度一般3～5m/min，平顶山矿区综采面采煤机割煤速度一般3-4m，最大5.5m。
本次设计选用大功率电牵引采煤机，采煤机平均割煤速度按3～5m/min考虑。
（4）工作面年推进度
1）戊9-10煤综采工作面年推进度
根据戊9-10煤工作面长度（200m）和上述参数计算:
采煤截深为0.8m,采煤机开机率为55%,采煤机平均割煤速度按3～5m/min,采煤机双向割煤，每割一刀所需时间53min（包括斜切进刀时间）。
班进刀数3.7刀，考虑正规作业循环率，班进刀数取3刀，日进刀数9刀。
日推进度7.2m，年推进度2000m。
2）己15煤综采工作面年推进度
己15煤综采工作面采高较大，己组煤煤层及顶底板较软，参考矿区现有生产矿己组煤综采年推进度，并考虑矿区对己组煤综采经验日趋成熟及所选综采设备的先进性，设计己组煤综采面年推进度1500m。
2、工作面生产能力
工作面生产能力按下式计算：
Q=l·M·L·γ·C
式中：
Q——工作面生产能力，t/a；
l——工作面长度，200m；
M——首采面平均采高，戊煤2.08m，己煤3.5m；
L——年推进度，m；
γ——煤的实体容重，戊煤1.45t/m3，己煤1.39t/m3；
C——工作面回采率，戊煤取95%，己煤取93%；
经计算,工作面及矿井产量为:
戊9-10煤工作面年产量1.15Mt/a;
己15煤工作面年产量1.36Mt/a;
回采工作面总产量2.51Mt/a;
掘进出煤量按5%计,矿井采掘总产量为2.63Mt/a。
（三）达到设计生产能力时工作面特征
详见表4-1-1。
达到设计生产能力时回采工作面特征
表4-1-1
开采煤层
工作面
编号
平均采高
（m）
煤层容重（t/m3）
工作面长度（m）
年推进度（m）
工作面回采率
年产量
（Mt/a）
戊9-10
11020
2．08
1．45
200
2000
0．95
1．15
已15
12010
3．50
1．39
200
1500
0．93
1．36
五、采区及工作面回采率
戊9-10煤首采区煤层厚度0.90～3.30m,平均2.44m,属中厚煤层，分岔区己15煤层厚度1.80～4.71m,平均3.50m，属厚煤层，己16-17煤层厚度0.84～3.58m,平均2.84m，属中厚煤层，非分岔区己16-17煤层厚度4.61～7.78m,平均5.57m属厚煤层。
根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，凡中厚煤层采区回采率为80%，回采工作面回采率为95%，凡厚煤层采区回采率为75%，回采工作面回采率为93%。
六、生产时主要材料消耗指标
根据平顶山矿区各生产矿井的统计资料，并结合本矿的具体情况，预计生产时主要材料消耗指标如下：
坑木2.0m3/kt
炸药180kg/kt
雷管540发/kt
钢材0.45t/kt
第二节采区布置
一、移交生产及达到设计产量时采区数目及位置
（一）采区数目
本矿井设计生产能力2.40Mt/a,2个高产高效综采工作面即可保证矿井产量。
若2个综采面均布置于1个采区,虽然工程量小,但由于矿井瓦斯大,势必造成通风困难,而且工作面接替紧张。
根据开拓方案比较结果（详见第二章第三节）,设计初期投产2个采区（戊9-10煤和己组煤各1个采区）。
（二）采区位置
投产采区位置选择本着初期工程量省,投资省,工期短及地质勘探
投产采区特征表
表4-2-1
序号
采区特征
戊1采区
已2采区
已16-17
已15
1
煤层厚度
（m）
最小-最大
0.90-3.30
4.61-7.78
1.80-4.71
平均
2.44
5.57
3.50
2
煤层倾角（度）
10-24
8.6-10.9
3
走向长度（m）
4400
5200
4
倾斜长度（m）
1000
1200
5
采区面积（km2）
4.4
6.2
6
工业储量
（Mt）
A
8.02
13.80
2.97
B
5.06
19.82
7.39
C
6.95
6.24
1.03
合计
20.03
39.86
11.39
7
可采储量（Mt）
11.82
30.84
7.16
8
采区生产能力（Mt/a）
1.2
1.40
9
采区服务年限（a）
7.5
20.9
程度高,煤层赋存条件好的原则。
设计投产采区选择在井田中部精查范围内，靠近井筒,初期投产的戊1采区位于白石山背斜北翼，己2采区位于白石山背斜南翼。
详见图C1424-109-1,井田开拓方式平面图。
投产采区特征见表4-2-1。
二、采区尺寸与巷道布置
（一）采区尺寸
采区尺寸的确定取决于地质构造条件、煤层开采技术条件及采区机械化装备水平。
一般来说，采区尺寸大，则采区巷道掘进率低；工作面搬家次数少，工作面单产和综采设备利用率高，开采经济；采区服务年限长，有利于采区接替；煤炭损失少，回采率高。
但采区尺寸加大又使采区煤炭及辅助运输、通风等费用增加，巷道维护时间延长，维修费用增加，同时供电距离增加，电压降增大，影响工作面机电设备的正常运转。
根据本矿的采区机械配备水平、精查区范围和构造情况，设计确定采区倾斜长度1000～1300m，走向长度双翼4000m～5000m，单翼2000m～2500m。
（二）采区巷道布置
1、采区上山布置
由于戊9-10煤和己16-17煤层间距162.0-209.0m,平均177.0m,无联合布置采区巷道条件,因此,戊9-10煤层单独布置采区。
己组煤分岔区己15及己16-17煤层间距0.72-6.85m条件,平均3.21m,设计己15及己16-17煤联合布置采区巷道。
根据采区运输及通风等要求，本着多作煤巷，少作岩巷的原则，设计每个采区布置三条上（下）山。
采区运输上（下）山回风上（下）山均布置在距煤层底板20m左右的岩石中,轨道上（下）山布置在煤层中。
2、工作面顺槽布置
根据本矿区生产矿井经验,工作面上下顺槽各布置一条,采用沿空送巷方式。
为便于支护并防止相邻区段间漏风，生产中可根据具体情况，在上下区段间留5～10m的“煤皮”。
三、采区车场及硐室
采区上车场为平车场，中部车场为单侧甩车场，下部车场为绕道式平车场。
戊1采区下部、己2采区上部均设有采区（转载）煤仓，并分别与上仓带式输送机相接，煤仓高度分别为30m、25m，净直径6m，有效容量分别为735t、593t。
顺槽与上山之间均设置一定容量的溜煤眼，容量200～300t。
此外，采区内的硐室有绞车房、采区变电所、带式输送机机头、机尾硐室等。
四、采区运输及设备
（一）采区煤炭运输及设备
1、煤炭运输线路
回采工作面煤炭经工作面刮板输送机→工作面运输顺槽转载机及可伸缩带式输送机→溜煤眼（工作面煤仓）→运输上（下）山采区（转载）煤仓→上仓带式输送机巷→井底煤仓→主井箕斗提升至地面。
掘进工作面煤炭经可伸缩带式输送机→溜煤眼（工作面煤仓）→运输上（下）山带式输送机→采区（转载）煤仓。
2、采区上（下）山煤炭运输设备
采区上（下）山采用带式输送机运输，选型计算方法及公式同第三章第三节上仓带式输送机选型计算。
经计算，戊1采区上山带式输送机主要技术特征：
胶带St2500
带宽B=1m
带速V=2.5m/s
长度L=724m
运量Q=800t/h
电机功率P=2×250kW
己2采区下山带式输送机主要技术特征:
胶带St3000
带宽B=1m
带速V=2.5m/s
长度L=1183m
运量Q=800t/h
电机功率P=2×355kW
（二）辅助运输及设备
轨道上（下）山选用JKY-2.5/2B型液压防爆绞车提升，顺槽采用JD-11.4调度绞车运输，人员运送采用斜巷人车，矸石运输采用3t固定矿车，材料运输采用材料车，液压支架采用15t平板车运输。
矸石从掘进工作面装3t固定矿车→采区中部车场→轨道上（下）山→采区下（上）部车场→大巷→井底车场→副井罐笼提升至地面。
材料设备从采区（上）下部车场→轨道下（上）山→采区中部车场→采掘工作面。
（三）采区通风及排水
1、采区通风
新鲜风流由-600m轨道大巷和-600m进风石门→采区轨道运输上（下）山采区→中车场工作面运输顺槽→回采工作面；泛风风流由回采工作面→回风顺槽→采区回风上（下）山→总回风巷→中央回风井至地面。
掘进工作面采用局部通风机通风。
2、采区排水
采掘工作面积水由污水泵排至采区上中下车场→采区上（下）山→运输大巷→井底车场水仓→副井井筒→地面污水处理厂。
第三节巷道掘进
一、巷道断面和支护形式
岩石巷道采用半圆拱断面，以锚喷支护为主，局部穿越煤层断层地段采用混凝土支护，主要硐室、交岔点采用混凝土支护，煤层巷道采用矩形断面，W钢带锚网（喷）支护，其大小遵照《煤矿安全规程》中有关规定，满足矿井通风行人运输等要求进行设计。
巷道断面尺寸及支护形式详见断面图册（C1424-121-1～22）。
二、巷道掘进指标
为保证本矿井建设的高质量、高速度，施工中要求采用新技术、新工艺和新设备，努力提高机械化水平。
结合该矿特点，参照近年国内矿井实际井巷成巷水平，确定矿井主要井巷工程进度指标如下：
主井井筒80m/月
副井井筒75m/月
风井井筒85m/月
岩石大巷（石门）120m/月
岩石上下山100m/月
煤层上下山180m/月
煤层顺槽320m/月
开切眼200m/月
交岔点400m3/月
三、掘进工作面个数及机械配
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