- 2022-04-26 发布 |
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文档介绍
新疆塔里木河流域近期治理项目和田县依来克干渠节水改造工程监理投标文件
前言山西省霍州煤电集团汾河三交河煤矿位于洪洞县万安镇的左木村西侧，为股份制企业。山西省国土资源厅换发的采矿许可证批准该矿开采2上、2下、9、10、11号煤层。矿井采用平硐、立井联合开拓方式，主平硐担负煤炭运输，辅助运输，排水、供电，人员运输及进风任务，兼做矿井的一个安全出口；杨坡回风立井担负五采区的回风任务，兼做五采区的第二个安全出口；金山沟回风立井担负三采区的回风任务，兼做三采区的第二个安全出口。井田分二个水平开拓,一水平(+975m水平)开采上组煤(2上、2下号煤),二水平开采下组煤(9、10、11号煤层),目前开采上组煤，后期延深开采下组煤。上组煤现生产采区为三、五采区，根据五采区准备巷道揭露煤层条件分析，2上与2下号煤层在五采区北翼南部合并(层间距小于1.0m)，合并区走向长度700-1000m。五采区南翼2上与2下号煤层基本全部合并，因此合并区以五采区南翼为主。为了合理开采合并区，提高煤炭资源回收率，实现安全高效，受霍州煤电集团及三交河煤矿委托，我院与煤炭科学研究总院太原分院合作编制三交河煤矿五采区2上号和2下号合并区开采设计，采区生产能力3.0Mt/a。一、编制设计的依据1．采掘工程平面图及矿方提供的有关资料；2．国家有关煤炭工业的规程、规范和技术政策等：(1)全国人大常委会1992年颁发的《中华人民共和国矿山安全法》；(2)国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局2006年颁发的《煤矿安全规程》；(3)国家技术监督局和建设部2005年发布的《煤炭工业矿井设计规n范》,(GB50215-2005)；(4)《矿山电力设计规范》；(5)原中国统配煤矿总公司中煤总安字[1990]第171号文《煤矿井下粉尘防治规范》(试行)；(6)全国人大常委会1996年颁发的《中华人民共和国煤炭法》；(7)国务院1996年批准的《中华人民共和国矿山安全法实施条例》；(8)其他有关法律法规。3．设计委托书。二、存在的主要问题与建议建议加强生产矿井地质工作，全面搜集井下资料，查明古窑老空及采空区积水、积气情况,及时建立有关台帐、卡片，进行综合编录，根据地质规律预测回采工作面地质条件，并对顶板岩性做物理力学测试工作。n第一章采区概况及地质特征第一节采区概况一、采区概况五采区位于井田西侧，西、北、南部以井田边界为界，采区东部以三、五采区的采空区为界。五采区开采上组煤2上、2下号煤层。据调查，采区内东部存在古窑老空及采空区，建议矿方加强探掘工作，探清古窑老空及采空区的范围，为工作面的布置及接替提供可靠的资料。第二节地质特征一、煤层及构造1．2上、2下号煤层结构与厚度直接顶：为泥岩、砂质泥岩，局部相变为粉砂岩，夹煤线，灰黑色，含植物化石，厚度2-10m。老顶：为K8中砂岩，厚度3-15m，灰白色中粗粒长石砂岩，中厚层状，致密坚硬，裂隙发育，工作面顶板节理发育，砂泥岩交互处顶板破碎。煤层结构为：1.9-2.3(0.1-1.0)0.5-1.2(0.1-0.8)0-0.7m，煤层结构柱状如表1-2-1。其中：2上号煤层结构简单，厚度稳定，平均厚度2.1m。2上号与2下号煤层间距0.1-1.0m，平均0.3m，岩性为泥岩，质软,遇水软化成泥状。2下n号煤层结构复杂，厚度变化大，上部煤分层厚0.5-1.2m，平均厚度0.9m，中部夹石厚度变化大0.1-0.8m，平均厚度0.5m，岩性为泥岩、砂岩，较坚硬，下部煤分层厚度较小，0-0.7m，平均厚度0.5m。煤层底板：煤层底板大部分为泥岩，质较软，局部为细砂岩，质硬。本次设计对煤层底板比压进行了测试，为支架选型提供更加可靠的数据。煤层结构柱状图表1-2-1地层岩石名称最小厚度-最大厚度平均厚度(m)岩性描述山西组2上号煤层老顶3-158为K8中砂岩，灰白色中粗粒长石砂岩，中厚层状，致密坚硬，裂隙发育。2上号煤层直接顶2-103为泥岩、砂质泥岩，局部相变为粉砂岩，夹煤线，灰黑色，含植物化石。2上号煤层1.9-2.32.1结构简单,厚度稳定2上号与2下号煤层间距(合并区)0.1-1.00.3泥岩,质软，遇水软化成泥状。2下号煤层上分层0.5-1.20.9中部夹石0.1-0.80.5泥岩，砂岩,较坚硬2下号煤层下分层0-0.70.52下号煤层底板2.0-8.04.5大部为泥岩，质较软，局部为细砂岩，质硬。2.采区内地质构造五采区未发现大的断层，在巷道掘进和回采过程中揭露数条落差小于6m的断层。对采区巷道布置和工作面布置影响不大。二、煤质n根据三采区采取的煤样以及五采区所收集的资料，五采区2号煤层物理性质及宏观煤岩特征：黑色块状，条带状和粒状结构，呈弱沥青光泽，该煤层属低灰-中灰，特低硫-低硫，高-特高热值焦煤。三、水文地质根据矿井多年开采实践，井下涌水量很小，只有在雨季涌水量较大。据井下现场观测，五采区巷道干燥，涌水量很小。水文条件属简单。四、开采技术条件1．煤层顶、底板特征煤层顶、底板特征见前述介绍，五采区现综采工作面回采2上号煤层，一次采全高，顶板管理采用全部垮落法。根据开采实践，顶板初次来压步距为30m,周期来压步距为14m，顶板较易管理。2．瓦斯五采区所采的2上、2下号煤层由于埋藏较浅，瓦斯含量低，但由于部分地段煤层直接顶板泥岩较薄，K8砂岩距煤层较近，砂岩中裂隙发育，常有瓦斯积聚。采煤工作面的绝对瓦斯涌出量因工作面长度以及其他各种因素影响而有所不同，矿井日产煤5334t时，矿井绝对CH4涌出量为6.83m3/min，相对CH4涌出量1.85m3/t，绝对CO2涌出量为3.51m3/min，相对CO2涌出量0.95m3/t，属低瓦斯矿井。其中五采区日产煤2000t，绝对CH4涌出量为2.10m3/min，相对CH4涌出量1.51m3/t，绝对CO2涌出量为1.56m3/min，相对CO2涌出量1.12m3/t，当五采区生产能力达到3.0Mt/a时，经计算绝对CH4涌出量为9.53m3/min。3．煤尘及煤的自燃倾向根据山西省煤炭工业局检测中心2006年6月27日检验报告,该矿2号煤层煤样火焰长度为400mm、岩粉用量均为80%，煤尘有爆炸危险性。2号煤层吸氧量0.5888mL/g,自燃倾向为II类,属自燃煤层。4．地温n本区属地温正常区。n第二章采区巷道布置及采煤方法第一节采区边界及储量一、采区边界五采区位于井田西侧，西、北、南部以井田边界为界，采区东部以三、五采区的采空区为界。二、采区储量1．资源储量五采区2上号煤层资源/储量为25.0Mt；五采区2下号煤层资源/储量为11.54Mt。2．可采储量采区可采储量计算公式如下：可采储量=(工业储量-永久煤柱损失)×采区回采率式中:永久煤柱损失量为保护井筒、村庄和为保证安全生产的井田边界、大巷等留设的煤柱损失量。采区回采率根据《煤炭工业矿井设计规范》中的规定选取，中厚煤层80%。经计算，五采区剩余可采储量为18.84Mt。三、采区煤柱五采区胶带运输巷、轨道巷之间留25m煤柱,回风巷、轨道巷之间留35m煤柱,巷道两侧留35m煤柱，采区边界两侧各留10m，顺槽之间留20m煤柱。井筒按Ⅰ级保护，村庄按Ⅲ级保护，再根据表土层和基岩厚度(表土移动角45°，基岩移动角70°)计算保安煤柱。n第二节采区生产能力及服务年限五采区生产能力3.0Mt/a，年工作日330d，每天四班作业，三班生产，一班准备，日净提升时间16h。1．五采区生产能力大采高综采工作面投产后，五采区以1个工作面和2个掘进工作面保证3.0Mt/a的生产能力。2．服务年限经计算五采区2上和2下号煤层剩余可采储量18.84Mt，按3.0Mt/a生产能力计算剩余服务年限。五采区剩余服务年限按下式计算：T=式中：T——剩余服务年限，a；ZK——可采储量，Mt；A——采区设计生产能力，Mt/a；K——储量备用系数，取1.3。则采区剩余服务年限为:A矿===4.8a经计算五采区的剩余服务年限为4.8a。第三节采煤方法一、采煤方法的选择1.采煤方法的比选五采区现在采区北翼布置1个走向长壁综采工作面，开采2上n号煤层。采高2.6-2.7m,工作面长度200m。2上与2下号煤层在五采区北翼南部合并(层间距小于等于1.0m)，夹矸为泥岩，质软，遇水软化成泥状。具备单一煤层开采条件，走向长度700-1000m，五采区南翼2上与2下号煤层基本全部合并，2上与2下号煤层合并层最小厚度(含夹矸)2.9m,最大厚度(含夹矸)5.3m。2下号煤层分为上下两个分层，中间夹矸0.1-0.8m，平均0.5m,为泥岩、砂岩，较坚硬，2下号煤层属于优质焦煤，市场需求量大。近几年，煤矿井下工作面装备快速发展，国产化程度不断提高，尤其是大采高综合机械化采煤方法的应用在神华集团、晋城煤业集团所属煤矿的使用中取得了很大的成功，晋城煤业集团寺河煤矿一次采全高最大采高已达到6.0m。为了提高三交河煤矿的资源回收率，提高矿井的综合经济效益，根据2上与2下号煤层的赋存条件，2上与2下号煤中间夹矸较软，2下号煤层中间夹矸较坚硬，但节理裂隙发育。设计推荐在五采区南北两翼合并区(夹矸小于等于1.0m)采用大采高综合机械化采煤方法。五采区2号层合并区(夹矸小于等于1.0m)一次采全高，顶板管理采用全部垮落法。2.工作面参数(1)工作面长度确定综采工作面长度应充分考虑地质条件与工作面技术装备水平，工作面长度的增加，有利于减少辅助作业时间，降低巷道掘进率；有利于提高开机率、采区回采率、工作面单产，从而提高工作面效率。工作面地质条件优越，煤层倾角小、厚度大、顶底板稳定，可将工作面长度适当加大。机械化装备水平越高，要求工作面生产能力越大，工作面长度要与生产能力相适应。工作面长度越长，对工作面机械设备的可靠性的要求越高。确定工作面长度，还应考虑顶板管理，煤层瓦斯含量以及工作面通风等因素，条件受限时，工作面长度不宜过大。n综合考虑，确定三交河矿五采区2号层合并区大采高工作面长度为200m。首采505工作面顺槽巷道已掘成，工作面长度200m。(2)工作面推进长度提高工作面推进长度，可减少工作面搬家次数，为工作面连续稳定高产创造条件，推进长度受地质因素、顺槽胶带强度、巷道掘进方式及煤层煤柱和边界条件的制约。我国普通综采工作面的推进长度一般为1000m-1200m，高效工作面长度达到1500m-3000m，按照三交河煤矿合并区生产能力要求，大采高工作面推进长度五采区北翼约1100m，南翼约2700m，大采高工作面主要分布在南翼。二、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型综采工作面的采、装、运、支工序全部采用机械化。从目前综采的发展趋势看，设计安全高效的综采面要求加大工作面的长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机，提高采煤的截割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，加强端头支护，采用长距离顺槽胶带输送机。针对上述要求，对于综采系统设计考虑了以下原则：①机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到安全高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。②为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，采用掘进机掘进，利用顶板完整，煤层比较坚硬的条件，采用树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。③对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员及材料快速方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因素考虑，并在巷道布置上加以保证。n综采工作面总体配套设计包含以下内容：①成套设备生产能力、技术参数的配套计算和校核；②根据设备特点对工作面长度和巷道断面进行参数优化；③工作面成套设备的合理布置。由于进口设备价格昂贵，后期维护成本高，而国产设备目前已能够满足厚煤层综采工作面的要求，并且在国内很多矿井得到应用，因此本次设计工作面设备中液压支架(电液控制系统进口)、刮板输送机立足国产，为了满足进度的要求，采煤机也选用国产设备。大采高工作面主要采煤设备选择分述如下：1．采煤机(1)采煤机截深合理确定采煤机截深，可充分发挥综采设备的效率，提高开机率。加大截深有利于提高循环产量，但增加了采煤机的运行阻力，降低了采煤机的运行速度，对顶板管理不利。目前，我国综采面采煤机截深一般为0.5-0.6m，高效工作面一般为0.8-1.0m。由于该合并层工作面煤层中有2层夹石，其中1层夹石为泥岩、砂岩，截割阻力较大，因此采煤机截深不可过大，将割煤宽度定在煤壁压酥区，可充分发挥采煤机的效率，结合三交河矿的产量要求和设备配套，确定采煤机截深为0.8m。(2)工作面单刀产量计算工作面产量按2号煤层合并区厚度最大5.3m、最小2.9m和平均4.3m分别计算。①厚度5.3m时工作面单刀产量：煤的产量Q=HLbγ=3.8×200×0.8×1.35=820.8(t)式中：H——纯煤厚度，m；nL——工作面长度，m；b——采煤机截深,0.8m；γ——煤的容重，1.35t/m3。夹矸产量Q=HLbγ=1.5×200×0.8×2.5=600(t)②厚度2.9m时工作面单刀产量：煤的产量Q=HLbγ=2.6×200×0.8×1.35=561.6(t)夹矸产量Q=HLbγ=0.3×200×0.8×2.5=120(t)③厚度平均4.3m时工作面单刀产量：煤的产量Q=HLbγ=3.5×200×0.8×1.35=820.8(t)夹矸产量Q=hLbγ=0.8×200×0.8×2.5=320(t)(3)工作面开机率计算①满足工作面目标产量的采煤刀数按日产原煤10000t(含矸)计算：a.采高5.3m时10000÷1420.8=7.03刀考虑0.85的正规循环率、工作面回采率等因素，取9刀b.采高4.3m时10000÷1140.8=8.77刀考虑0.85的正规循环率、工作面回采率等因素，取12刀c.采高2.9m时10000÷681.6=14.67刀考虑0.85的正规循环率、工作面回采率等因素，取18刀②采煤机割一刀煤的行程长度由于采煤机在工作面端头需往返切割进刀，因此，割一刀煤时，采煤机的割煤行程大于工作面长度。L刀——L工+L采+2L弯=200+14+2×23=260mn式中：L工——工作面长度，取200m；L采——采煤机最大水平长度，取14m；L弯——输送机弯曲段长度，取23m。③采煤机采一刀煤需用时间平均割煤速度6m/min时260÷6+8(辅助时间)≈52min④完成目标产量采煤机需用时间：采高2.9m、4.3m、5.3m时，完成10000t的割煤刀数分别为18刀、12刀和9刀。完成目标产量分别用时：52×18=936(min)52×12=624(min)52×9=468(min)⑤出煤班的开机率计算采煤机日开机时间工作面劳动组织采用“四六制”，3个出煤班分别为6h，共计18h，检修班为6h。可用的出煤时间为：18×60=1080min采高5.3m时完成目标产量10000t，出煤班的开机率需达到：468÷1080=0.43采高4.3m时完成目标产量10000t，出煤班的开机率需达到：624÷1080=0.58采高2.9m时完成目标产量10000t，出煤班的开机率需达到：936÷1080=0.87⑥工作面的日开机率计算n一天折算为分钟为：24×60=1440min采高5.3m时完成目标产量10000t，日开机率需达到：468÷1440=0.33采高4.3m时完成目标产量10000t，日开机率需达到：624÷1440=0.43采高2.9m时完成目标产量10000t，日开机率需达到：936÷1440=0.65⑦小结在煤层厚度2.9-5.3m条件下，采煤机平均割煤速度6m/min，工作面设备配套在采煤班开机率达到43%-87%，日开机率需达到33%-65%时，可完成日产10kt，年产3.0Mt的产量。表2-3-1是不同煤层厚度的开机率和割煤刀数对比。不同煤层厚度的开机率和割煤刀数对比表2-3-1煤层厚度(含夹矸)(m)采煤班开机率(%)日开机率(%)割煤刀数(刀)2.98765184.35843125.343339(4)采煤机的选型①采煤机选型原则a．适合特定的煤层地质条件，并且采煤机采高、截深、牵引速度等参数选取合理，有较大的适用范围。b．满足工作面开采生产能力要求，采煤机实际生产能力要大于工作面设计生产能力10-20%。cn．与液压支架和刮板输送机相匹配，影响采煤机选型的主要因素是煤层的力学特性，厚度和倾角，工作面生产能力。②采煤机性能参数的确定①采高的选择采煤机的采高应与煤层厚度的变化范围相适应，根据三交河2上、2下号煤层赋存条件和合并区开采技术条件，确定采煤机的最大高度为5.3m，最小采高为2.9m。②截深的确定截深的选取与煤层厚度，煤层软硬，顶板岩性以及支架移架步距，综合考虑取采煤机的截深为0.8m。③滚筒直径的确定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。三交河2上、2下号层合并区最大采高为5.3m，所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于或等于2.7m即可满足使用要求，根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径D=2.8m。④采煤机牵引速度这主要根据工作面设计生产能力来选择Vg=Qh/60MBr=4.8(m/min)式中：Qh——工作面小时产量，1639.38t/h；Vg——采煤机所需牵引速度，m/min；M——采高，5.3m；B——截深，0.8m；C——煤的容重，1.35t/m3。所选工作面采煤机牵引速度V≥Vg，取6m/min。⑤装机功率的确定根据统计资料，开采1t煤所需能量为0.7-0.8kW·nh，厚度5.3m时工作面单刀产量：a．厚度5.3m时工作面单刀产量：煤的产量Q=HLbγ1=3.8×200×0.8×1.35=820.8(t)夹矸产量Q=hLbγ2=1.5×200×0.8×2.5=600(t)采煤机割一刀需用52min,计算采煤机的小时产量为1639.68t/h。采煤机理论装机总功率最大应为1639.68×0.8=1311.74kW。在实际生产中，采煤机的装机功率要比正常割煤时所需的功率要大，还要考虑采煤机过地质构造时的破岩能力，这样采煤机的装机容量应考虑富裕系数，取1.3，因此，厚煤层大采高一次采全厚采煤机的总功率为1311.74×1.3=1705.26kW，取整为1800kW。通过上述分析，对采煤机的选型技术参数要求如下：采高2.9-5.3m，截深0.8m，滚筒直径2.8m，装机功率1800kW，牵引速度6m/min，额定电压3300V，频率50Hz。据调查，目前我国生产大采高采煤机的企业有西安煤机厂和太原矿山机器集团有限公司，其中太原矿山机器集团有限公司生产的MGTY750/1805-3.3D型大采高采煤机在平朔煤炭公司安家岭井工矿一号井和神华集团神东公司得到成功应用，取得了很好的经济效益。设计推荐三交河煤矿选用MGTY750/1805-3.3D型采煤机。采煤机尺寸详见图2-3-1。其主要技术参数见表2-3-2。经计算，综采工作面小时能力约为1700t左右。在选择配套刮板机、转载机、顺槽可伸缩胶带输送机等运输设备时，考虑了生产矿井实际使用情况和计算的生产能力两方面因素，并遵循“运煤系统的能力外部要大于采面20％为宜”的原则。采煤机技术特征表表2-3-2型号采高(m)电机功率(kW)滚筒直径(mm/个)截深(mm)牵引速度(m/min)机面高度(mm)重量(t)nMGTY750/1805-3.3D2.6-5.518052800/28000-24.8752.工作面可弯曲刮板输送机工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求：一是运输能力与采煤机生产能力相适应，根据前述计算采煤机生产能力为1700t/h。二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。三是运输机长度与工作面长度相一致。选用1部SGZ1000/2×700型可弯曲刮板输送机，其主要技术参数见表2-3-3。刮板输送机技术特征表表2-3-3型号铺设长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/s)中部槽(长×宽×高)(mm)电机功率(kW)电压等级(V)备注SGZ1000/2×70025025001.31750×1000×352700×233003.顺槽转载机和破碎机顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套，为此选SZZ1000/375型刮板转载机。其主要技术参数见表2-3-4。转载机技术特征表表2-3-4型号出厂长度(m)输送能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(v)备注SZZ1000/3757022003753300n顺槽破碎机的破碎能力亦应不小于工作面的生产能力，并与刮板转载机相配套，为此选用PCM375型高效破碎机。其主要技术参数见表2-3-5。破碎机技术特征表表2-3-5型号破碎能力(t/h)最大给料尺寸(mm)最大排料尺寸(mm)电机功率(kW)电压等级(V)PCM37535001200×10003003751140/6604.液压支架(1)选型原则影响液压支架选型的主要因素有顶板(直接顶，老顶)和底板岩性，煤层可采厚度，煤层倾角，煤层瓦斯含量等，支架选型遵循4个原则：a．支护强度与工作面矿压相适应；b．支架架型结构与煤层赋存条件相适应；c．与底板的比压与底板的抗压强度相适应；d．支架通风断面与工作面通风要求相适应。(2)支架支撑高度的确定：Hmax≥Mmax+0.2(1)Hmin≤Mmin-(0.2～0.3)(2)式中：Hmax、Hmin——支架最大、最小高度，m；Hmax、Hmin——工作面最大、最小采高，m。则支架最大高度Hmax≥5.3+0.2=5.5m支架最小高度Hmin≤2.9-0.3=2.6m确定支架高度Hmax=5.5mHmin=2.6m(3)支架支护强度的计算①按岩石自重法计算P=6mr计算，取6倍采高n式中m为最大采高，5.3m；r为顶板岩石容重，26kN/m3；则P=6mr=6×5.3×26=826.8kN/m3(取0.827MPa)②根据国家煤炭行业标准MT554-1996规定的综采工作面支护强度方法计算老顶周期来压步距带入数值得老顶周期来压步距L=13.6m按照各级基本顶的额定支护强度计算方法，计算公式为：P=72.3hm+4.5L+78.9Bc-10.24N-62.1式中：P——额定支护强度kN/m2hm——煤层最大采高5.3mL——周期来压步距13.6mBc——支架最大控顶距4.6mN——直接顶与采高之比0.56代入数据经计算得P=739.5kN/m2(0.74MPa)。取上述计算的最大值，支架支护强度应小于0.827MPa。(4)支架工作阻力计算液压支架工作阻力下限应为：F=PSCBC/K式中:F——支架工作阻力kN/架P——额定支护强度取827kN/m2SC——支架中心距1.75mnBC——支架最大控顶距4.6mK——支撑效率0.9代入数据F=7397.06kN，取7400kN。则支架工作阻力应不小于7400kN。选取支架支护阻力为7600kN。(5)支架主要参数支架型号ZZ7600/26/55支架型式两柱掩护式支架高度2600-5500mm支架工作阻力7600KN支护强度不小于0.827MPa支架中心距1750mm支架控制方式电液控制(进口)支架重量约28.6t(6)支架设计特点a．架型选择两柱掩护式。b．支架采用整体顶梁，带双侧活动侧护顶(单侧使用)。c．顶梁前端带两级护帮顶。d．支架结构采用高强度板材，确保支架高可靠性，并降低支架重量。e．采用刚性整体底座，配提底千斤顶。f．本工作面底板较软，支架底座结构设计力求降低对底板比压。g．采用电液控制系统。液压支架技术特征表表2-3-6型号工作阻力(kN)初撑力(kN)支护高度(mm)支护宽度(mm)支护强度(MPa)对底板最大比压(MPa)重量(t)ZZ7600/26/5576006150-63222600-550016500.82728.6n另选用3架过渡支架，3架排头架和3架排尾架。液压支架尺寸详见图2-3-2、2-3-3。5.顺槽可伸缩胶带输送机a．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。b．胶带输送机的机尾部要与转载机的配套尺寸相适应。c．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。如果第1个大采高工作面布置在五采区北翼的505工作面，2上、2下合并层顺槽长度为1072m，经计算选用SSJ-1400/2000/250×2型可伸缩胶带输送机，如果第1个大采高工作面布置在五采区南翼的502工作面，2上、2下合并层顺槽长度为2715m，经计算选用SSJ-1400/2000/560×2型可伸缩胶带输送机，主要技术参数见表2-3-7。选型计算详见第五章第二节。型号输送能力(t/h)输送长度(m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)SSJ-140/200/250×2200010723.151400250×23300SSJ-140/200/560×2200027153.51400560×23300可伸缩胶带输送机技术特征表表2-3-7顺槽超前支护选用DW45-150/110型单体液压支柱配合木柱帽支护顺槽顶板。建议矿方在大采高工作面投产后,开展超前支架支护的论证工作,条件具备时超前支护改用超前支架。工作面回风顺槽配备BRW400/31.5型乳化液泵2套，3000L型乳化液箱2个；配备BPW516/13.2型喷雾泵站2套；配备MYZ-200型注水钻2台,MZB-100/150A型注水泵3台。技术特征详见表2-3-8、2-3-9。n乳化液泵技术特征表表2-3-8型号额定流量(L/min)额定压力(MPa)泵箱容量(L)电机功率(kW)电压等级(V)BRW400/31.540031.530002501140喷雾泵站技术特征表表2-3-9型号额定压力(MPa)额定流量(L/min)泵箱容量(L)电机功率(kW)电压等级(V)BPW516/13.213.25163000751140工作面主要设备配备见表2-3-10,及图2-3-4、2-3-5。工作面主要设备一览表表2-3-10序号设备名称型号单位数量备注1双滚筒采煤机MGTY750/1805-3.3D部12掩护式液压支架ZZ7600/26/55架1083端头液压支架架9过渡、排头、排尾架4可弯曲刮板输送机SGZ-1000/2×700部15乳化液泵BRW400/31.5套26乳化液箱3000L台27带式输送机SSJ1400/2000/250×2(560×2)部18破碎机PCM375台19回柱绞车SDJ-25T台210单体液压支柱DW45-150/110根18211阻化剂泵WJ-24台312喷雾泵BPW516/13.2套213喷雾泵水箱3000L台214注水泵MZB-100/150A台315注水钻MYZ-200台216刮板转载机SZZ1000/375台117污水泵80WG台222kWn三、工作面回采方向与超前关系根据开拓、采区布置及采用的采煤方法,采煤工作面采用后退式开采,即自井田边界或采区边界向采区巷道方向推进。四、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度根据《煤炭工业矿井设计规范》,结合三交河煤矿技术、管理水平等因素，确定工作面长度200m，工作面工作制度为“四六制”，三班生产、一班准备,按煤层平均厚度5.3m计算，每天回采9个循环，循环进度为0.8m，按85%的正规循环率，年推进度为2020m。按煤层平均厚度4.3m计算，每天回采12个循环，循环进度为0.8m，按85%的正规循环率，年推进度为2693m。按煤层平均厚度2.9m计算，每天回采18个循环，循环进度为0.8m，按85%的正规循环率，年推进度为4039m。五、回采率据《煤炭工业矿井设计规范》规定，2上、2下号层合并区工作面回采率为93%，采区回采率为75%。第四节采区布置一、采区布置方式(一)采区巷道布置五采区胶带运输巷、轨道运输巷沿2号煤层底板布置，采区回风巷沿2号层顶板布置。505工作面运输、回风顺槽(为已掘巷道),均沿2上n号煤层底板布置，运输顺槽直接与胶带运输巷相接，工作面回风顺槽通过联络巷与采区回风巷、采区轨道运输巷相接。如果首先大采高工作面布置在505工作面,需对工作面顺槽进行扩帮和超底。(三)采区开采顺序采区内工作面采用前进式开采方式，工作面采用后退式开采方式。二、移交生产和达到设计能力时的工作面个数及生产能力计算(1)矿井移交生产时，在五采区布置1个大采高综采工作面，满足3.0Mt/a的生产能力。(2)回采工作面能力计算：回采工作面原煤生产能力按下式计算：Q采=labM1rΦc式中：l——工作面长度，m；a——工作面日推进度，分别为7.2m、9.6m、14.4m；b——年工作日,330d；M1——工作面纯煤厚度，m；r——煤的容重，t/m3；Φ——正规循环率，0.85；c——工作面回采率,0.93。则:回采工作面生产能力为：合并层厚度为5.3m时：Ｑ采1=200×7.2×330×3.8×1.35×0.85×0.93=1.93(Mt/a)合并层厚度为4.3m时：Ｑ采1=200×9.6×330×3.5×1.35×0.85×0.93=2.37(Mt/a)合并层厚度为2.9m时：nＱ采1=200×14.4×330×2.6×1.35×0.85×0.93=2.83(Mt/a)工作面夹矸生产能力按下式计算：Q矸=labM2rΦc式中：l——工作面长度，m；a——工作面日推进度，9.6m；b——年工作日,330d；M2——夹矸平均高度，分别为1.50m、0.75m和0.30m；r——夹矸的容重，2.5t/m3；Φ——正规循环率，0.85；c——工作面回采率,0.93。则:工作面矸石产量为：合并层厚度为5.3m时：Ｑ矸1=200×7.2×330×1.50×2.5×0.85×0.93=1.41(Mt/a)合并层厚度为4.3m时：Ｑ矸2=200×9.6×330×0.75×2.5×0.85×0.93=0.94(Mt/a)合并层厚度为2.9m时：Ｑ矸3=200×14.4×330×0.30×2.5×0.85×0.93=0.57(Mt/a)合并层厚度为5.3m时：Ｑ1=Ｑ采+Q矸=1.93+1.41=3.34(Mt/a)合并层厚度为4.3m时：nＱ2=Ｑ采+Q矸=2.37+0.94=3.31(Mt/a)合并层厚度为2.9m时：Ｑ3=Ｑ采+Q矸=2.83+0.57=3.40(Mt/a)工作面满足3.0Mt/a的设计生产能力。如果首采工作面布置在505工作面，已有顺槽沿2上号煤层顶板布置，顺槽起底后净高为4.0m，工作面2上、2下合并层厚度大于4.0m时，工作面刮板输送机存在底过渡问题，要损失掉一部分三角煤，按最大采高5.3m计算，三角煤的损失量为3.1%,按采高4.3m计算时，三角煤的损失量为2%，采高2.9m时，没有三角煤的损失。厚煤层工作面的回收率最低为93%，考虑7%的损失率，所以本次设计生产能力计算时没有再考虑三角煤的损失量。后续大采高工作面顺槽在顶板条件适合时，尽量沿2下号煤层底板布置，尽量避免底板过渡，减少煤的损失量。三、工作面运输、通风、排水、压风、给水、排水系统(1)毛煤运输系统毛煤：回采工作面(可弯曲刮板输送机)→工作面运输顺槽(转载机-破碎机-胶带输送机)→五采区胶带运输巷(胶带输送机)。(2)运料系统材料:五采区轨道运输巷→材料联络巷→工作面轨道(回风)顺槽→回采工作面。(3)通风系统新鲜风流:五采区胶带、轨道运输巷→工作面运输顺槽→回采工作面。污风:回采工作面→工作面轨道(回风)顺槽→五采区回风巷n(4)给水系统五采区轨道运输巷→工作面运输、轨道顺槽(给水管)→给水管网通过阀门、三通向用水点供水。(6)排水系统积水：工作面(小水泵、排水管)→顺槽(小水泵、排水管)→五采区轨道运输巷。第五节巷道掘进一、工作面巷道断面及支护形式505工作面运输、回风顺槽现采用矩形断面，锚网(加钢带)锚索支护，净宽4.0m，净高2.5m，净断面10.0m2，掘进断面11.34m2。大采高首采工作面如果布置在505工作面，根据大采高设备安装要求，对运输、回风顺槽进行扩帮和起底，断面加大后，运输顺槽净宽5.0m，净高4.0m，净断面20.00m2，掘进断面21.84m2，轨道(回风)顺槽净宽4.5m，净高4.0m，净断面18.00m2，掘进断面19.74m2。顺槽支护仍采用锚网(加钢带)锚索支护，帮锚杆直径φ18mm，长度L=1700mm，间排距1000×1000mm，工作面开切眼净宽为8.3m，净高2.9-5.3m,平均4.3m，顶板采用锚网锚索支护。锚杆采用金属树脂锚杆，锚杆直径φ20mm，长度L=2400mm，间排距800×800mm，锚索采用钢绞线，锚索直径φ15.24mm，长度L=7300-12300mm，间排距1600×1600mm。以上支护参数为设计推荐参数，霍州煤电集团三交河煤矿已委托太原理工大学矿业学院开展大采高工作面顺槽及开切眼支护方式及支护参数的试验研究，具体支护参数以支护研究报告提供的参数为准。后续工作面运输顺槽采用矩形断面，净宽5.0m，净高4.0mn，净断面20.00m2，掘进断面21.84m2，支护采用锚网(加钢带)锚索支护，轨道(回风)顺槽采用矩形断面，净宽4.5m，净高4.0m，净断面18.00m2，掘进断面19.74m2，支护采用锚网(加钢带)锚索支护。工作面开切眼净宽为8.3m，净高2.9-5.3m,平均4.3m，顶板采用锚网锚索支护。顺槽断面详见图C1665-122-01。二、巷道掘进指标根据设计规范结合本地区矿井现场施工实际情况，确定掘进进度指标如下：顺槽：综掘500m/月；采区巷道：综掘500m/月，炮掘200m/月；顺槽及采区巷道扩帮：500m/月；开切眼:综掘300m/月。nn第三章回采工艺第一节回采工作面的回采工艺一、割煤采用双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀,详见图3-1-1。进刀方法：1．机组割透机头(机尾)煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁。2．采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.8m后停机。3．将支架拉过并顺序移溜顶过机头(机尾)后调换上、下滚筒位置向机头(机尾)割煤。4．采煤机再次割透机头(机尾)煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾(机头)割煤，开始下一循环的割煤，割过煤后及时移架——顶机头(机尾)——移溜。机组进刀总长度控制在30-50m左右。质量标准：割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐(长度超过1m，最突出部分不超过200mm)。顶底板平直，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过±50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。二、移架及推溜1．移架及推溜方式本工作面设计拟采用电液控制支架，可实现以下两种移架方式：(1)双向邻架移架(2)手动移架n同时本工作面可实现三种推溜方式：(1)双向邻架推溜。(2)双向成组推溜。(3)手动推溜。2.根据本工作面的地质条件及工人的操作习惯，拉架采用双向邻架移架，每次移一架，推溜采用双向成组推溜，每组设置为10架。3.质量标准质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过±100mm，相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3)，支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。拉架滞后底滚筒3-5架，如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架(滞后上滚筒3-5架)以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉超前架并打出护帮板；移架要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在作业规程规定的范围之内；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。对工作面刮板输送机的要求：刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.8m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯，除进刀所需外其它地段不准出现弯曲，若推移刮板输送机困难时，不应强推硬进，必须查明原因并处理后再推移刮板输送机。清煤工必须滞后移溜10个架宽的距离，距采煤机大于50m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。n三、正规循环作业组织回采工作面循环进度为0.8m。采用“四六”工作制，三班生产、一班准备，正规循环作业。劳动组织采用专业工种作业形式，工人出勤及劳动组织见劳动组织表3-1-1。四、工作面回采方向及超前关系五采区回采采用前进式，工作面回采方向采用后退式。五、主要技术经济指标回采工作面主要技术经济指标详见技术经济指标表3-1-2。劳动组织图表表3-1-1班次定员生产一班生产二班生产三班检修班采煤机司机333211移架推溜工333211工溜司机11114转载机司机11114泵站司机11114胶带司机11114端头维护工333312清煤工22206班长22228验收员11114电工11158合计1919191976n在册人数111n主要经济技术指标表表3-1-2序号项目单位数量1工作面长度m2002采高m2.9-4.3-5.33煤的容重t/m31.354循环进度m0.85循环产量t681.6-1420.86日循环数个9-12-187日产量t100308月产量t3009009月正规循环率%0.8510回采工效t/工131.9711坑木消耗m3/万t10-2012油脂消耗kg/万t12513截齿消耗个/万t5-1516回采率%9318定员人7619在册人数人111第二节提高煤质和采出率的措施为了提高煤质和采出率，主要采取以下措施：1．加强顶板管理，采煤机割煤后及时移架支护或打出支架护帮板，防止漏、冒顶事故。2．严禁随意割底板矸石，减少含矸率。n3．工作面过陷落柱、断层时要制定详细的安全措施。4．采煤机、刮板输送机停止运转后及时关闭电机冷却水和喷雾防尘水，采煤过程中的其它水流不得进入煤流系统。5．煤炭运输系统中严禁杂物混入煤流，已混入的及时拣出。6．煤仓上口要安设300mm×300mm网格的铁篦子，并设专人管理，处理大块矸石和木料等杂物，防止其进入煤仓。n第四章通风和安全第一节概况本矿通风方式为分区通风方式，主平硐进风，杨坡回风立井、金山沟回风立井回风。其中杨坡回风立井服务五采区，金山沟回风立井服务三采区，风机工作方法为机械抽出式。第二节采区通风一、采区通风系统五采区2上和2下号煤层合并区(夹矸小于1.0m)拟采用大采高综合机械化采煤方法，工作面采用一进一回的“U”型通风方式，工作面运输顺槽作为进风巷，工作面轨道(回风)顺槽作为回风巷。回采工作面通风计算如下：二、回采工作面实际需要风量1．按工作面气象条件选择适宜的风速计算：Q采=Q基本K采高K采面长K温(m3/min)式中:Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；Q基本——不同采煤方法工作面所需的基本风量，m3/min；K采高——回采工作面采高调整系数1.5。K采面长——回采工作面长度调整系数1.3。K温——回采工作面温度与对应风速调整系数1.03。Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速。Q基本=60×4.0×5.3×0.7×1.17=1041.77(m3/min)Q采=1041.77×1.5×1.3×1.03=2092.40m3/min2．按工作面温度(风速)计算nQ采=60VS式中:Q采——回采工作面实际需要风量，m3/s；V——工作面风速，温度取21°，对应速度为1.1m/s；S——工作面平均断面积，2号煤层为18.55m2。则：Q采=60×1.1×18.55=1224.3(m3/min)3．按瓦斯涌出量计算Q采=100q采Kc式中：q采——工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min,根据矿井五采区瓦斯检测资料，2号层相对瓦斯涌出量为1.51m3/t。推算五采区达到3.0Mt/a的生产能力时绝对瓦斯涌出量为9.53m3/min，本次设计暂按低瓦斯矿井设计,工作面绝对瓦斯涌出量按采区绝对瓦斯涌出量的60%计算，工作面投产后根据瓦斯鉴定结果及时修改通风设计。Kc——备用风量系数，取1.6。故Q采=100×9.53×0.6×1.6=914.88m3/min4．按人数计算：Q采=4N式中：N——回采工作面同时工作的最多人数，N=19人。Q采=4×19=76m3/min取上述计算的最大值Q采=2092.40m3/min，取整为2100m3/min。5．按风速验算回采工作面风量应满足:15Sc≤Q采≤240Sc最大通风断面时，Sc=18.55m2n15×Sc=15×18.55=278.25m3/min240×Sc=240×18.55=4452m3/min最小通风断面时，Sc=13.14m215×Sc=15×13.14=197.1m3/min240×Sc=240×13.14=3153.6m3/minQ采=2100m3/min符合风速要求。经计算胶带运输顺槽的进风量为2100m3/min，回风顺槽的回风量为2100m3/min。胶带、轨道(回风)顺槽净断面分别为20.00m2、18.00m2，胶带顺槽、轨道(回风)顺槽的风速分别为1.75m/s、1.94m/s，满足《煤矿安全规程》第101条的规定。第三节灾害预防及安全装备一、预防瓦斯爆炸措施1．必须加强矿井通风管理，矿井通风必须做到连续、稳定、有效，各巷道和工作地点的瓦斯浓度严格控制在《煤矿安全规程》规定的范围内，并要及时处理局部积存的瓦斯，避免瓦斯超限。定期检查瓦斯容易积聚地点：主要有工作面上、下出口、电动机附近、顶板冒落空洞、断层边缘、工作面进回风流巷道中、采煤工作面上隅角。上述地点检查次数每班不少于4次(含临时停产期间)。炮掘工作面所有区域放炮都必须执行“一炮三检制”、“三人连锁”放炮制，凡因瓦斯超限，断电仪动作切断电源后，只有瓦斯降到复电浓度以后，才准人工复电。2．矿方必须及时根据实际需风量进行风量调节，以确保回采及掘进工作面的风量，并且必须确保通风设施完好无损，以减少漏风损失。n3．在采掘工作面有机电设备和瓦斯易于积聚的地方，均要安装瓦斯报警仪，设专人对各工作地点进行巡回检查，以确保矿井安全生产。4．在生产过程中，应及时密闭生产废弃巷道，以防瓦斯涌出和工作人员误入造成伤亡。封闭时必须做到“三断”。5．瓦斯监测系统：在采掘工作面以及与其相联接的上下顺槽中设置瓦斯报警仪，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室。在主要工作地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源,并停止工作,撤出人员。此外，配备个体检测设备。6．防止瓦斯灾害事故扩大：回风立井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。井下建立完善的隔爆设施。7．跟班干部、班长、安检员、机组司机、电工、端头工必须佩带便携式瓦检仪，并保持常开状态，经常检查工作面及回风巷瓦斯浓度，严格执行《煤矿安全规程》中的有关规定。8．跟班干部、班长、安检员、机组司机、电工、端头工必须爱护便携式瓦检仪，不得摔碰，严禁在井下拆卸便携仪。9．工作面及顺槽的瓦斯传感器悬挂位置必须严格按规定悬挂，并随工作面推进及时前移。10．必须保证工作面及顺槽的瓦斯传感器完好、灵敏、可靠。并定期校检，不合格立即更换。11．所有人员必须保护、维护好监测监控线路。12．工作面上隅角瓦斯浓度达到或超过1.0%，必须及时停止作业，切断电源，撤出人员，采取有效措施，处理好后，方可再次作业。13．除瓦斯传感器调校人员外任何人员严禁调定瓦斯传感器，瓦斯传感器必须按照规定挂好，严禁乱挪乱放。n14．当瓦斯涌出量大造成断电时，必须待瓦斯浓度降到规定值时方可送电，严禁甩掉瓦斯闭锁强行送电。15．保护好监测监控系统，严禁随意挪动、碰撞、私自调校等。16．工作面每推进200m时将回收监测监控线，不足200m将线盘好吊挂在距底板不低于2m的巷帮行人侧。17．严禁破坏通风设施，如发现有损坏、丢失时，及时向通风科汇报。18．机组必须使用机截断电仪。19．加强监测监控系统管理，确实保护好监测监控系统设备设施，杜绝监测监控系统无计划停电或失控事故发生。20．安全监测监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须采用人工监测等安全措施，无安全措施必须停产,待监测监控系统恢复后，方可生产。21．在运送瓦斯传感器的过程中，必须轻拿轻放，禁止碰撞，同时有防止煤尘、煤泥堵塞瓦斯传感器气室进气孔的措施。22．井下作业现场必须备用2台以上瓦斯传感器，瓦斯传感器应存放在安全、干燥、清洁的地方，当班人员发现传感器出现故障后，要立即使用备用传感器，同时将故障传感器送有关部门检修。凡经检修的传感器，必须经计量检定合格后，方可下井使用。23．严禁瓦斯超限作业，每班工作面瓦斯断电，必须停止作业，采取有效措施进行处理。二、预防煤尘爆炸措施1．井下巷道要定期清扫，并要冲洗煤、岩尘、喷洒石灰水。2．严格控制进回风巷道风速，特别是回采巷道及回采工作面风速，以减少煤尘飞扬。3．n对掘进面工作人员进行个体防尘，必须配备防尘安全帽、防尘口罩。4．回采工作面回风顺槽配备煤层注水钻、注水泵，预湿煤体，降低煤尘发生量。5．井下设有完善的防尘洒水系统：在井下设有消防、洒水供水系统，系统采用合流制，枝状管网布置，由主平硐引入井下，沿大巷采区巷道敷设，送至各用水点。在管网上每隔100m(胶带巷为50m)设一三通管，并设阀门，为清洗巷道用。在主变电所、水泵房、爆炸材料库附近设置消火栓；在工作面、掘进头、转载煤仓等处设置了洒水喷雾装置，在回风巷、井底回风巷设置风流净化水幕，以净化空气。6．采煤工作面回风巷中设置风流净化水幕。7．在转载点等地必须安设喷雾装置或除尘器，作业时进行喷雾降尘或用除尘器除尘。8．液压支架必须安装喷雾装置，降柱、移架时同步喷雾。破碎机必须安装防尘罩和喷雾装置或除尘器。9．采煤机必须安装内、外喷雾装置。截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa,外喷雾压力不得小于1.5MPa。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。10．掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置。截煤时必须喷雾降尘，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa,外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa。如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置。则必须使用外喷雾装置和除尘器。11．粉尘监测：矿井配备防尘人员,配备粉尘采样器，粉尘预捕集装置，呼吸性粉尘测定仪等检测化验设备，在矿井建设和生产期间及时对井下粉尘进行监测和化验。n三、预防井下火灾措施1．回采工作面应尽量少丢煤，并在回采完毕后及时封闭采空区。2.及时清理可燃物。井下使用的棉纱头、布块、各类油脂以及巷道内的废坑木应及时清理出井。3.加强用电管理。井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷而引起火灾。4.机电硐室采用不燃性材料支护并设置防火门，配备灭火器。5.井下设置消防材料库，并经常保证有足够的消防材料。设置完善的洒水系统和消火栓。6.井下机电硐室和采掘工作面附近巷道中设置消防器材，供扑灭火灾之用。7.加强职工教育，使全体职工从思想上高度重视防火的重要性，自觉执行有关规定。8．在胶带机头、移动变电站和油脂存放处要分别配备2个干粉灭火器，1个沙箱和两把消防锹。9．井下易燃物应按规定存放在进风巷特定地点，并及时回收。10．入井人员严禁穿化纤衣服，严禁携带烟草和点火物品。11．胶带巷水管每隔50m引出一个三通阀门，并在胶带机头设置25m1寸胶管以备灭火。12．在胶带机头硐室设自动洒水灭火系统,顶板安设双排洒水管路，并保持完好有效，且在各部胶带机头设置25m1寸胶管接到洒水管上以备灭火。13．在采煤机上配备2个干粉灭火器，每8个液压支架配备1个干粉灭火器。n14．胶带机易磨擦部位要经常检查，损坏托辊及时更换，防止胶带摩擦起火。15．加强矿用阻燃材料、耐火材料入井检验，严禁普通油漆、胶管等在井下使用。四、预防井下水灾措施1．五采区设置容量足够的水仓及排水设备。2．井下准备巷道均沿煤层布置，并尽量减少对煤层底板的破坏。3．掘进工作面配备探水钻机，遵循“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的原则,尤其是采空区或构造附近掘进时,更应注意探放水,作到“有疑必探”。4．井下各采掘工作面配备排水泵，用以排除巷道积水,确保良好的劳动环境。五预防片帮、冒顶的安全措施1．如果工作面发生冒顶事故，首先由班长组织人员进行处理，同时向调度室汇报，若危及人员安全时，由班长、安检员组织工作面人员撤至安全地点，清点人数后汇报调度室听候调度室指令，届时另行制定专项措施。2．移架工要追机移架，移架滞后机组上滚筒3-5个支架宽度，移架做到少降、快移、快升，保证及时支护顶板，当顶板不好或片帮超过规定距离时必须坚持超前拉架并打出护帮板。3．机组司机控制好机组速度，保持在6m/min左右。机组必须留有100-200mm厚的煤顶，严禁机组司机沿顶板割煤。4．工作面人员严禁进入支架立柱前，必须在支架人行通道行走、作业。严禁闲杂人员进入工作面。n5．工作面落下大块煤或矸石后，利用刮板输送机运输，严禁人员进入工作面刮板输送机进行处理，严禁利用机组摇臂或支架挤压大块煤或矸石，以防损坏设备或造成其他事故。6．班长、安监工对工作面进行巡回检查，发现有片帮危险及时通知工作面人员注意，严禁单独通过或靠近此处。7．大块煤或矸石片到支架与刮板输送机挡煤板之间(大块煤、矸在采煤机截割位置后)时，处理掉煤帮活煤活矸，将支架升紧并打出护帮板后，闭锁作业点前后各3个支架，并设专人看护支架，当班班长或验收员于安全地点观察，作业人员找好退路后，在永久支护的安全地点用大锤进行破碎，作业时，人员必须面向机尾方向，若在机组前后15m范围内作业时必须停止采煤机并切断采煤机负荷中心电源。8．大块煤或矸石落到支架与刮板输送机挡煤板之间(大块煤、矸在采煤机截割位置前方)时，必须先停止采煤机并切断负荷中心电源，再按上述规定进行作业。9．验收员测量工作面采高时，严禁进入煤帮作业，必须站在支架人行通道测量采高。10．工作面超前支护必须按作业规程规定支设。11．工作面机组司机与收护帮板配合作业，控制好煤壁片帮。12．更换工作面支架护帮板时，执行以下规定：①执行人员进入刮板输送机作业的安全措施规定。②闭锁作业点前后各5个支架，并设专人看护支架。③作业人员找好退路后，方可进入煤帮作业，若在机组前后15m范围内作业时必须切断采煤机负荷中心电源并闭锁。④降架时，必须临架操作，先缓慢试降，待煤帮、顶板安全稳定后方可降架。⑤操作支架时，必须派一名经验丰富的老工人操作。⑥更换护帮板后，必须及时将支架升起并打出护帮板。n13．在停产前必须将工作面支架全部超前拉过并打出护帮板，同时将负荷中心切断电源。看护工作面人员必须进行不间断巡回检查，发现异常及时汇报并组织处理。对顺槽所有巷道安排专人进行不间断巡回检查，发现隐患及时汇报并组织处理，否则严禁生产。14．工作面顺槽回柱时，首先进行敲帮问顶，将活煤、活矸处理干净，确认安全后方可进行作业，作业时当班安检工必须在现场进行观察，发现异常及时通知人员撤离并负责清点人数。隐患排除后方可恢复作业。15．人员在两端头或工作面行走时必须随时注意顶帮情况，发现异常及时通知班长组织处理，否则严禁生产。16．工作面支架初撑力要达到设计要求，加强支架检修，保证支架不漏液，不窜液、不自动卸载，支架升起后顶梁要升平、升紧。17．若工作面顶板破碎或支架梁端距超过规定时，必须采取超前拉架或打出护帮板及时控制顶板；若遇顶板破碎易冒落时，应在采煤机割过煤后立即擦顶移架或隔架移架。18．所有人员要经常检查作业地点附近的顶板、煤壁支护情况，严格进行敲帮问顶，严防片帮、掉矸伤人，严禁到无支护的空顶区及不安全地点作业或休息。19．发现上、下安全出口两帮煤层或顶板有片帮或离层现象时，必须首先用长柄工具将活煤、活杆处理掉，之后打好点柱和木垛，并用木楔、背板背实、背牢、背稳，使其良好接顶(帮)，同时将片帮煤矸清理干净。20．计划停产时，将机组停在机尾，在停产前必须将工作面所有设备开空，支架全部超前拉过并打出护帮板，同时将负荷中心切断电源，隔离开关打到零位上锁。用板梁进行护帮，在机头、机尾三角区打贴帮柱进行维护，看护工作面人员进行巡回检查，发现异常及时处理。n21．机组司机与收护帮板人员要配合好，割一架收一架，严禁成组或超前将护帮板收回。六、救器及安检仪器配备为了保证矿工的人身安全，所有下井人员一律偑带自救器。为保证安全生产，矿井设置了完善的安全生产监测监控系统，并配备了必要的通风安全检测装备。详见表4-3-1、4-3-2。n通风安全基本装备一览表表4-3-1序号设备名称型号单位数量备注一矿井通风检测1高速风表EY11B便携数字式个42高中速风表AFC-121个103微速风表DFA-3个54秒表块125通风干湿表DWHJ2个2自动记录6干湿温度计DHM2个8手摇、风扇式7空盒气压计DYM3个68双管水银压力表DYB3支29U型倾斜压差计AFJ-150台510补偿式微压计BEY-250台411矿井通风多参数检测仪JFY台512皮托管AEP系列支10二矿井气体检测及其它1光学瓦斯检定器GWJ-1A台2302光学瓦斯检定器GWJ-2台83瓦检检定器校正仪GJX-2台44便携式瓦斯检测报警仪AZJ-92台3505充电器CDQ-92台1756瓦斯、氧气检测仪JJY-1台357瓦斯报警矿灯KSW10F(A)个2008一氧化碳检定器AT2台89矿用隔爆型电缆硫化热补器BAR2-127/1.4台110风电瓦斯闭锁装置FDZB-1A套411采煤机瓦斯短电控制仪AQD-1台1三矿井粉尘检测1粉尘采样器AQF-1台5n2呼吸性粉尘采样器AQH-1台53矿用粉尘采样器AQF-20A台54呼吸性粉尘测定仪ACH-1台55矿用个体粉尘采样器ACGT-2台56电光分析天平TG-328A台17电热恒温干燥器QZ77-104台18掘进机除尘器KGC台29掘进通风除尘器JTC台610混凝土喷射机除尘器MLC-Ic台311压风呼吸器AYH-1A、AYH-2台2各1台四矿山压力及地质测量1圆图压力记录仪YTL-610台102液压支架压力下缩自记仪YSZ-1台103单体液压支柱测力计DZ-CL-1台54顶板动态仪KY-82台25测枪BHS-10支46液压枕YZ系列个407钻孔油枕应力计HCZ个58光学经纬仪DJK-6台109水准仪DS3-2台510激光指向仪JTY-3台411防爆光电测距仪REDmini2台112平板仪PG3-X2台413矿山挂罗盘KL-100个514地质罗盘CKX-1个415超声波围岩裂隙探测仪CT-2台3五采区灭火器配备表表4-3-2配备地点灭火器种类数量备注n序号1五采区暗斜井井口10L泡沫灭火器28kg干粉灭火器22五采区暗斜井井底10L泡沫灭火器28kg干粉灭火器23五采区暗斜井绞车房CO2灭火器18kg干粉灭火器14主水泵房CO2灭火器28kg干粉灭火器15主变电所CO2灭火器28kg干粉灭火器26液压泵站10L泡沫灭火器4配于泵站进风侧60kg干粉灭火器47液压支架维修室10L泡沫灭火器28kg干粉灭火器28工具室10L泡沫灭火器19绞车房CO2灭火器110爆炸材料库10L泡沫灭火器350kg干粉灭火器111油类储存室10L泡沫灭火器28kg干粉灭火器2七、其它安全措施(1)机电设备安装完毕后，必须经机电专业相关部门验收合格后方可投入使用。(2)加强通风设施及电气设备维修，防止瓦斯积聚及电气失爆。装设瓦斯监控主机，在工作面距回风口10m以内的地点和回风顺槽测风站附近回风流处正确位置安设甲烷监测自动报警断电仪传感器。n(3)检修机电设备时严禁带电作业。(4)严格遵守采煤作业规程和掘进作业规程。八、避灾路线矿井安全出口：矿井共布置有主平硐、杨坡回风立井、金山沟回风立井3个井筒，均作为矿井的安全出口。五采区安全出口：采区胶带运输巷、辅助运输巷、回风巷作为采区的安全出口。运输顺槽、轨道(回风)顺槽作为工作面的安全出口。。1．工作面遇大面积来压或冒顶时，人员应视具体情况分别从运输顺槽、回风顺槽撤出。2．工作面遇火灾或发生瓦斯煤尘事故，工作面人员必须沿新鲜风流方向撤出。3．工作面遇水灾时，人员应由较高的巷道撤出，严禁向低于水源的地方撤退。第四节井下消防洒水一、水源及管道布置1．井下消防、洒水水源取自地面清水池。水池中的水由自来水井动压输送。由清水池输送到井下北区消防、洒水水池，再采用动压供给各个用水点。在地面已有1座容积为500m3的井下消防洒水池，在井下五采区已有一座200m3消防洒水池，以保证北区井下供水水量及水压需要。2．井下消防、洒水系统和生产用水采用合流制，管网呈枝状布置，管道由主平硐引入井下，送至各消防、洒水及井下各用水设施的用水点。n在井下运输、回风大巷，采区运输、回风巷，工作面运输，回风顺槽和掘进工作面运输、回风巷道等，均敷设有井下消防洒水管道，并每隔100m(胶带运输巷为50m)设支管阀门，阀门后装快速管接头。二、井下消防1.在五采区变电所、胶带机机头、五采区材料库和爆炸材料库等处均设有消火栓箱，箱内存放防腐水龙带与相应水枪。2.带式输送机巷道易发火处，设置由烟感或温感控制的自动喷水灭火装置。三、井下防尘洒水1.井下煤仓放煤口和输送机转载点必须设置喷雾装置，进行喷雾降尘。2.掘进工作面和采煤工作面必须设置强喷雾装置，作业时进行喷雾降尘。3.采煤工作面进风、回风顺槽和总回风巷必须设置全断面风流净化水幕。4．在掘进工作面设置洒水器，掘进工作面装车占后方必须设置全断面风流净化水幕。四、工作面机组内喷雾用水为确保采煤机组内喷雾用水水质，设计选用1台移动式反渗透纯净水处理器，安设在工作面设备列车上。五、管材选用及管道规格井下消防、洒水管道采用无缝钢管，法兰或丝扣连接，管道沿巷道侧壁敷设或设支墩沿底板敷设。由静压清水池进入主平硐的管道管径为D156×6.0mm，运输大巷的管道同主平硐，五采区胶带运输巷管道管径为108×4.0mm,五采区轨道,回风巷管道直径为D89×3.5mm,工作面运输顺槽的管道直径为D108×n4.0mm,工作面轨道(回风)顺槽的管径为D89×3.5mm。n第五章采区、工作面运输及设备第一节运输方式的选择一、运输方式的选择1．采区、工作面运输方式矿井采区、工作面运输现均采用胶带输送机运输，对于矿井实现高效益、高效率生产和现代化管理都十分有利。本次设计仍采用胶带输送机运输方式。2．采区、工作面辅助运输方式采区、工作面巷道均沿煤层布置，矿井平硐、采区、工作面辅助运输现采用轨道运输，采用架线式电机车、液压绞车、调度绞车、双速绞车牵引系列矿车运输。本次设计辅助运输仍采用轨道运输方式。由于主平硐轨面距电机车架线仅2.2m,液压支架运输高度2.6m,再考虑平板车的高度，液压支架无法整体下井，所以采用液压支架解体下井的方式。设计确定对五采区的轨道巷进行起底加高，起底后轨道巷的净高4.0m,在五采区轨道巷的入口段刷帮挑顶，布置液压支架组装硐室，硐室长×宽×高=20m×6m×8m，硐室安装防爆电动葫芦门式起重机(箱型)，起重重量最大达32t。另在液压支架组装硐室旁开掘轨道联络巷,联络巷净宽4.0m,净高3.0m,净断面12.00m2,采用锚喷网支护。n液压支架的解体件由主平硐—运输大巷—材料斜巷运至五采区轨道巷入口，进入液压支架组装硐室进行安装，液压支架安装完毕，由轨道巷—工作面轨道顺槽—工作面开切眼。大采高首采工作面布置在505工作面时,在505工作面运输顺槽入口附近布置液压支架组装素硐室,硐室规格同轨道巷组装硐室尺寸。工作面轨道顺槽与采区胶带巷立交段巷道采用矩形断面，混凝土墙，厚度500mm，顶板采用28b型工字钢，间距400mm，背板采用钢筋混凝土背板，满足液压支架整架运输的要求。第二节采区、工作面运输设备选型一、五采区胶带运输巷及工作面顺槽煤炭运输设备(一)502工作面运输顺槽胶带输送机选型计算：计算简图如下：1．原始参数输送物料：原煤，粒度0～300mm；散煤、矸容重:γ=1.3t/m3；n年工作日:330d；日提升时间:16h；生产能力计算：井下采煤机处理量为2000t/h，故带式输送机处理量应为2000t/h；每米输送机上物料重量(kg/m)；输入机总长:L=2715m；水平机长：Lh=2715m；提升高度：H=10m；提升倾角：β=0.422°；带宽：B=1400mm。2．初定参数(1)输送带带宽:B=1400mm；(2)输送带速度:V=3.5m/s；(3)输送带强度：St=2500kg/cm；(4)每米输送带重量:q0=16kg/m；(5)每米上托辊转动部分重量:q/=25.12kg/m；(6)每米下托辊转动部分重量:q//=11.7kg/m；(7)运动阻力系数:ω=0.03；(8)输送带滚摩擦系数:μ=0.3。3．圆周力及轴功率计算：(1)总阻力：P=F=F1+F2+F3+F/(2)上分支运行阻力：F1=(q+q0+q′)ωLh=16377.78(kg)；(3)下分支运行阻力：F2=(q0+q″)ωLh=2256.17(kg)；(4)物料提升阻力：F3=q·H=3174.6(kg)；(5)附加阻力:F′=F1′+F2′+F3′+F4′(6)清扫器附加阻力：F1′=100B+20B=168(kg)；n(7)导料槽附加阻力：F2′=(1.6B2γ+7)l=33.23(kg)；(8)进料处物料加速阻力：F3′=0.0142Qv=99.4(kg)；绕过滚筒时的附加阻力：F4′=60×3+50+40×3=350.0(kg)；(9)正常运行时总圆周力：P=F=F1+F2+F3+F′=22459.18(kg)；(10)正常运行时的轴功率：NO=Pν/102=770.65(kW)4．双滚筒传动张力计算：P=F1+F2=P1+P2按功率配比1：1则P1=P2=22459.18/2=11229.6(kg)设第二传动滚筒eμ2φ2值用足，查表得k2=1.33,按双传动滚筒张力计算，有S1-2-S2=P2=11229.6(kg)S1-2=P2k2=17742.76(kg)S2=S1-2-P2=6513.16(kg)S1=S2+P=28972.3(kg)S3=S4=S2+F2－q0H=6449.33(kg)5．张力校核(1)满足不打滑条件:S1-2/S2=2.72查看更多