大采高工艺汇报材料.docx
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大采高工艺汇报材料
关于寺家庄矿大采高综采工艺技术研究的
专题汇报材料
一、修改完善矿井设计：
9月5日，集团公司组织初步设计审查，并就寺家庄与大采高工艺相关的巷道布置及断面支护、支护形式、支架运输、组装等问题，提出了初步意见，邯郸设计院项目前现在正在做设计修改完善。
二、寺家庄矿首采工作面15104工作面投产前的总工程量，工程需要的时间安排，包括安装时间、物探时间、探放水时间：
我矿的第一个首采工作面为15104工作面，该工作面走向1800m（从中央盘区皮带巷以南走向1800m），工作面采长240m。
截止今年9月底，首采面投产的井巷总工程量还有8580m，其中开拓巷道工程量890m，回采巷道剩余工程量还有7690m，具体：
＋510运输大巷310m，副立井井底车场500m，皮带拉紧硐室35m，主井煤仓35m，盘区溜煤眼10m；回风顺槽1400m、横贯190m、钻场224m，进风顺槽还有3410m、横贯240m、钻场256m，内错尾巷还有1330m，高抽巷剩余400m（加后高抽巷），切巷240m。
首采面15104工作面的工期排计划，回进风顺槽按月进150m，从现在开始回风顺槽需要10个月时间；进风顺槽需要11个月时间（要求双巷月进300m）；内错尾巷按月进150m，还的9个月时间；高抽巷预计6个月时间；回风顺槽到位拐掘大断面开切眼需2个月时间；工作面安装需2个月时间，回风顺槽拆除掘进设备、整道、按车半个月时间；进风顺槽的安装与工作面安装同步进行；另外还的考虑工作面开采以前预抽放时间3个月。
这样工作面安装完毕最少需要14个月时间。
具体时间安排如下：
开拓大巷、盘区巷道、主要硐室及设备安装工程计划表
巷道及工程名称
剩余
工程量
（m）
工程起止时间
备注
开始时间
完成时间
主斜井下部给煤机硐室
11
2007.8.20
2007.10.10
已完
主井皮带拉紧硐室
33
2007.10.10
2007.10.30
主井皮带安装
1550
2007.11.01
2007.12.31
主井煤仓
35
2007.10.20
2007.12.31
南翼皮带大巷机头硐室
2007.10.1
2007.11.30
南翼胶带机安装
2008.01.01
2008.01.31
包括103米铺底
中央盘区皮带巷机头硐室
2007.10.1
2007.11.15
包括配电室
中央盘区胶带机安装
570
2007.11.15
2007.12.30
包括铺底
盘区溜煤眼及给煤机硐室
10
2007.10.1
2007.11.30
主井井底配电室及通道
150m
2007.10.01
2007.11.15
配电室安装半个月
＋510运输石门
310
2007.10.01
2007.11.20
三头掘进
副立井井底车场
500
2007.9.1
2007.11.30
两头对掘，11月先贯通人车场，铺轨及综合管线一个月，目标是12月底运输大巷通车。
回采巷道及工作面安装工程计划表
巷道及工程名称
剩余
工程量
（m）
完成工程需要时间
备注
15104回风顺槽
1400+190+224
10个月（150米∕月）
其中加横贯190米、加钻场56×4＝224米
15104进风顺槽
3410+240+256
11个月（300米∕月）
其中加横贯240米、加钻场64×4＝256米
15104内错尾巷
1330
9个月（150米∕月）
15104高抽巷
400
6个月
包括后高抽100米
15104工作面切巷
240
2个月
回风顺槽拆除设备半个月时间
15104工作面安装
240
2个月
支架140架、生产溜一部、采煤机一部
15104进风设备安装
1个半月
包括进风顺槽拆除掘进设备时间
15104工作面物探
贯通以后3天时间
在进回风掘进设备拆除后进行
工作面探放水
本工作面上部无老塘积水，不存在探放水
工程衔接上存在的问题：
1、工作面回进风顺槽煤巷掘进，由于从年初15＃煤层发生瓦斯突出至今，9个月来陆续发生大小动力现象8次，尽管采取了掘进期间的本煤层预抽放、结合正前卸压孔卸压、放震动炮等各种放突措施，（现在正在试验煤层注水的办法），但由于本煤层透气性较差，各种措施效果并不明显，难以从根本上解决掘进期间的突出问题。
目前，煤巷掘进采用爆破落煤，综掘机装煤的方法施工，煤巷进度十分缓慢，已经成为制约工期的主要因素。
2、目前集团公司要求顺槽煤巷掘进必须采用双巷掘进（进风顺槽付巷决定布置在岩层中），增加了1800m岩巷进尺，增加横贯8×30＝240m，增加钻场64个（相当于256m巷道）的工程量，合计总工程量2296m。
按照现在采用的行帮交替迈步抽放钻场布置，每条顺槽将增加64个钻场，每个钻场（规格为5000×4000×2500）相当于4m煤巷的进度，合计每条煤巷将增加256m进尺的工程量，另外每个钻场施工以及8个抽放钻孔的施工，需要停止掘进3个圆班，每100m进度需要施工4个钻场，停产施工钻场及抽放钻孔需要12天时间，可见，用于真正用于掘进的时间就很少了，因此，在现有的条件及措施下，每个月完成150m/月的单进计划难度很大。
3、从风井区现有的临时提升系统看，按以往提升统计、最高日提升量为950车，按衔接需要计算（四个综掘、10个普掘），月进达到1600m，每天提升量达1000车以上，可见风井区的提升量已经达到实际能力的极限水平，临时提升有可能会制约掘进生产。
4、投产前通风、提升系统还有较大的改造工程，比如通风系统的倒接，井下通风系统要做较大调整改造，井上临时主扇的拆装，都会影响到井下掘进生产；副立井在11月底石门贯通后，要挂长材贯、安装井下操车设备、清理水涡杂物，此时副立井的提升会受到限制。
5、运输、供电、通风过于集中，加上主斜井下部硐室，14个队组集中在风井区有限的空间，运输、提升、供电、通风过于集中，互相影响，互相制约。
6、现有的施工队伍，除3支队伍具备较好的施工能力外，其余大部分属于外包队，存在队伍素质差，人员不稳定，更换较频繁，施工能力差的问题，难以保证重点工程施工计划，尤其是今年后3个月需要完成的硐室工程很多（两个皮带硐室、两个配电室、还有主井煤仓和盘区2个煤仓）如此下去很难保证工期的实现。
综上所述，矿建工程面临很大的困难
三、顶底板岩芯取样，结构产状，及岩石、煤的硬度系数
本次打钻对顶底板岩层结构进行取芯探测.煤层底板取芯9.1m，揭露岩性为泥岩、砂质泥岩。
泥岩松软,岩芯破碎,不能进行力学试验,砂质泥岩也较软,采成力学试验岩样1个,试验硬度系数2.0。
顶板取芯10.1m,揭露岩性下部为砂质泥岩、泥岩,岩芯较破碎,上部为砂质泥岩细砂岩。
顶板取成力学试验岩样3个；泥岩1个,硬度系数为0.7,细砂岩2个,硬度系数均为1.4。
岩层结构见下图
15#煤顶、底板岩层结构示意图
÷
四、大采高综采工作面回采巷道、支护设计。
我矿开采的是15＃煤，该煤层赋存稳定，煤层厚度在5.0～5.5m之间，平均5.3m，将采用一次采全高的回采工艺进行开采，（架型定为ZY8000／26／56型的液压支架，该架中心距为1.75m）；经我矿外出调研考察该工艺的相关技术要求，认为如果采用一次采全高回采工艺进行开采，在回采期间回进风两个端头留底三角煤开采易于管理，这样经过比较分析决定将回进风顺槽布置在15＃煤中，沿15＃煤顶板掘进。
其次，由于我矿开采的15＃煤具有瓦斯突出现象，根据局通风处要求回进风顺槽都要采用正、付双巷掘进。
回风顺槽与瓦斯位巷之间水平间距20m，可构成双巷掘进的形式，每隔200m构一个横管，回风顺槽作进风、瓦斯尾巷作回风形成全负压通风；进风顺槽采用专门的双巷布置掘进，以运输顺槽为正巷作进风、另一条巷道为付巷作掘进时的回风（该巷布置上覆岩层中，以14＃煤的上覆岩层石灰岩作为巷道的顶板），每隔250m构一个横管形成全负压通风；同时局扇逐步往里移动，解决掘进时放炮撤人的问题。
另外就是考虑回采期间回进风两个端头的管理，（用3.5m以上的单体液压支柱配备￠20㎝的圆木做两个端头在回采期间超前管理），尽量少丢煤，同时满足机电设备安装的要求和大采高配风量的需求，决定进风顺槽的巷道高度设计为3.5m，净高设计为3.4m，巷道净宽4.4m；回风顺槽为保证进架要求巷道高度设计为3.7m，巷道净高设计为3.6m，巷道净宽4.2m。
进风顺槽及进风副巷的巷道支护设计见附图（1.2.3.4.5.6.7）；回风顺槽的巷道设计见附图（8.9.10.11），进风顺槽正付巷的关系见附图（12），回风顺槽与瓦斯尾巷的关系图（横贯）见附图（13）。
由于采用一次采全高的回采工艺进行开采，这样瓦斯尾巷就不能布置在15＃煤层中，根据地质柱状图及现场探测，在上覆的灰色细砂岩掘进困难较大，为了能充分发挥其作用，决定将其布置在上覆的14＃煤（厚0.6m），以14＃的顶板（石灰岩）为巷道的顶板，这样巷道掘进就有了标志层,而且易于掘进，巷道与15＃煤顶高差12m，与回风顺槽水平距离20m（巷道中至中）。
（具体断面支护见附图14.15.16）.回风顺槽与内错尾巷之间利用斜巷横管联络，（具体支护要求见附图17.18.19）。
高抽巷布置在工作面中距回风顺槽水平距离70m处的上覆11＃煤层中（与15＃高差50m），沿11＃煤的顶板掘进。
（见附图20.21.22）。
五、大断面巷道、走向高抽巷、内错尾巷施工工艺及措施。
工作面进风顺槽正巷、回风顺槽目前均采用爆破落煤、采用综掘机装煤的工艺掘进，考虑瓦斯的影响，先采取有效的抽放防突措施，具体施工时要求先放炮落煤，放炮时人员必须撤到局扇以外，然后在允许的前提下采用综掘机进行装煤，然后进行支护。
临时支护采用综掘机截割头将W钢带顶起管理顶板（目前，正在试验煤层注水后采用综掘机割煤的办法）。
工作面进风顺槽付巷布置于岩层中，目前只要采取人工打眼、装药、放炮的工艺，爬岩机出矸、运输配备煤溜。
临时支护采用带帽点拄临时管理顶板。
工作面走向高抽巷布置在距回风顺槽70m的工作面中部，与15＃煤的高差50m。
具体施工采用人工用7655风钻打眼、放炮工艺作业，配备爬岩机、煤溜、皮带进行运输出矸。
临时支护采用带帽点柱支护，循环进度900㎜。
工作面内错尾巷在15＃煤层的上覆岩层中，原因是①由于15＃煤上层软分层瓦斯影响；②煤层较薄，采用一次采全高工艺，内错尾巷发挥不了作用。
施工工艺同高抽巷一样。
六、液压支架运输路线、方式、方法及运输工具，组装站位置及功能设计，平板车、轨道型号，支架解体方法及对支架设计的要求，装车固定方式。
主运巷﹢510运输石门采用38㎏／m的道轨；盘区运输巷采用38㎏／m的道轨；回风顺槽运输采用30㎏／m道轨。
对一次采全高液压支架设计的要求必须是易于拆除、组装，各部件必须设置起吊位置及环，易于确定中心点。
平板车的设计必须中心稳，同时尽量用压板、销或螺栓固定；同时要设计专用的叉车装其他部件。
组装站的位置：
组装站选择+510水平辅助运输大巷设计一个专用的组装硐室（具体位置已出设计），设计刚性框架上设天车起吊进行组装，起吊以后能前后左右动作，必须能起吊32吨的重量，以便起吊整体支架；组装站巷道的高度要求达5.5mm，宽度5.0m；组装站以里到安装地点采用专用车运送。
由于支架从+510水平运输大巷整体进入盘区轨道巷，而轨道巷原来的巷道不满足进架要求，这样整个盘区轨道巷，包括回进风井底全部的起地0.5m，增加巷道的直墙高度，才能保证进架。
支架的解体在综机厂房进行解体，只将顶梁拆下，解体的部件分为两大件：
①顶梁一件，②掩护梁，四连杆（立柱），底座四部分为一件。
主运巷采用机车运送，在+510水平辅助运输石门专用组装站进行组装，机车牵引至联络巷，盘区和顺槽采用慢速绞车和（巷道条件允许时）连续牵引车运送，工作面运送和调架采用45kw的回柱机配备单体液压支柱进行。
支架解体后必须按顺序装运、卸车，必须标清顺序，提前跟好运输路线，理清反正方向。
副立井提升绞车核定提升为25吨，支架经解体后，装车最大吨位20吨。
为满足罐笼下架尺寸，支架解体后单件长度小于6m，单件宽度小于1620mm。
支架板车：
顶梁用现在的大平板车装运；其余部件用专用的车装运；组装起以后用专用的支架车运送。
运输路线：
在综机厂房解体，装车（解体部件同前）→副立井罐笼→+510水平运输石门→盘区斜巷→盘区巷组装峒室→盘区轨道巷→回风顺槽→回采工作面安装。
七、工作面顶板管理和煤帮管理措施，提供支架工作阻力、支护强度、底板比压设计依据。
在晋城寺河矿考察中，工作面现采高5.5m，下部煤壁较完整，上部煤壁比较破碎，工作面支架前二级护板全部紧贴煤壁。
工作面中部有近20架提前拉架。
采煤机割煤高度3m左右，上部煤基本不用割。
梁北矿因煤层过软，采煤机只沿底装煤。
根据我矿地质资料及现场15＃揭露的情况，煤层上部有30～70㎝的软分层以下煤层较硬（试验结果f＝0.1），所以，开采时我们要采取采煤机前后，支架护帮板要紧贴煤帮，控制片帮，其次要控制采煤机的截割速度，及时移架，减少空顶，合理劳动组织，优化工序安排；严格控制采高，减少工作面支架前后起伏；
对支架设计的要求：
1、采用铰接式二级护帮机构，和足够的支撑力，支撑在煤壁上方可以防止煤壁产生片帮；当发生片帮时，两级护帮板均能够向上挑平，护帮板能逐级张开，及时维护片帮造成的空顶；顶梁侧护板能延伸至顶梁前部，接近全封闭，防漏矸。
2、由于采高较高，工作面人工打钻（抽放、卸压或者过无炭柱）
时，在支架制造上要考虑一种辅助作业的装置，打钻操作便利。
3、支架要设抬底座千斤顶，以解决掩护式支架前端比压大，易扎底的问题，在顶板破碎带，支架带压移架时，使支架在不降架的前提下，将支架底座自动抬起，便于移架。
4、支架要有可靠的放倒、防滑装置。
5、支架底座的结构既要有利于浮煤、矸石的排出，又要保证受力面积，减小底板比压
若使用ZY8000／26／56型两柱掩护式支架，工作阻力为8000KN（P＝39.3MPa）；支护强度1.02～1.06MPa；对地比压，前端比压1.62～4.03MPa，平均2.4MPa。
八、首采面15104工作面配风量和巷道阻力计算：
1、工作面风量计算：
根据抚顺煤研所提供的矿井瓦斯测试结果，对首采工作面15104工作面的配风量进行计算。
按照高瓦斯矿井采煤工作面根据瓦斯涌出量计算公式进行计算：
Q采=QA+QB=a（1—d）q采K瓦K备/1%+b（1—c）q采K瓦K备/2.5%
Q采——采煤工作面需要风量m3/min
QA——回风风量m3/min
QB——尾巷风量m3/min
a——采煤工作面本煤层的瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的百分比为41.11%
b——采煤工作面邻近层的瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的百分比为58.89%
c——采煤工作面邻近层瓦斯抽出率80%
d——采煤工作面本煤层瓦斯抽出率25%
q采——采煤工作面总瓦斯涌出量日产5000吨时，瓦斯涌出量为53.19m3/min
K瓦——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数取1.2
K备——采煤工作面风量备用系数取1.1
Q采=[41.11%（1-25%）×53.19÷1%+58.89%×（1-80%）×53.19÷2.5%]×1.1×1.2=2500m3/min
如果日产达10000吨，风量将增加一倍，达到5000m3/min以上，如果按照投产两个工作面达到设计产量600万吨的话，日产平均8333吨（按日产8500吨），那么，工作面所需风量4250m3/min。
按照3500m3/min配风，单巷风速为3.89m/s，满足生产要求。
2、巷道阻力计算
队组情况：
初期：
一个回采面，一个备用面，六个开拓队，六个综掘队。
回采工作面2500m3/min，备用工作面500m3/min
四个煤巷综掘面、两个高抽巷分别配风850m3/min，两个岩巷综掘面、两个内错尾巷、六个准备巷分别配风550m3/min，掘进面总配风为：
10600m3/min
峒室500m3/min
总风量14100m3/min
阻力约为：
1200Pa
后期：
两个回采面，两个备用面，十个开拓队，六个综掘队（头）
回采工作面4250m3/min，备用工作面500m3/min
四个煤巷综掘面、两个高抽巷分别配风850m3/min，两个岩巷综掘面、两个内错尾巷、六个准备巷分别配风550m3/min，掘进面总配风为：
10600m3/min
峒室1000m3/min
总风量21600m3/min。
后期测算矿井阻力达5000Pa时的矿井生产情况：
按照公式h=αPLQ2/S3
h——摩擦阻力Pa
α——摩擦阻力系数N*S2*m-4
P——巷道周长m
L——巷道长度m
Q——通过巷道的风量m3/min
S——巷道断面m2
进风井：
h=29.4×10-4×25.12×420×2502/38.53=33.97Pa
工作面进风顺槽：
h=140×10-4×15.2×2600×54.172/153=481.05Pa
工作面进风顺槽：
h=140×10-4×15.2×200×70.832/153=63.26Pa
工作面：
h=420×10-4×14×240×70.832/8.253=1260.83Pa
工作面回风顺槽：
h=140×10-4×15.2×200×70.832/153=63.26Pa
工作面回风顺槽：
h=140×10-4×15.2×2600×54.172/153=481.05Pa
工作面总阻力：
h总=481.05×2+63.26×2+1260.83=2349.45Pa
局部阻力：
h局=500×15%=75Pa
巷道剩余阻力：
5000-33.97-2349.45-75=2541.58Pa
大巷按照17m2，通过风量9000m3/min进行计算，主扇能够服务的最远大巷约为：
L=2541.58×173/（0.008×17.15×1502）=4045m
如果加矿井衔接未知因素带来风量分配变化，主扇能够服务的最远大巷约为：
L=4045/70%=5779m
九、支架的选型及设备配套.
（一）、支架的选型及配套
1、支架选型
支架型号：
ZY8000/26/56
支架高度（最低/最高）：
2600/5600mm
支架宽度（最小/最大）：
1630/1830mm
中心距：
1750mm
①、ZY8000/26/56采用两柱掩护式正四连杆式架型；整体顶梁带伸缩梁以及二级护帮，护帮板均能够向上调平；采用单侧活动侧护板；支架操作采用本架手动操作。
②、液压系统采用环形供液，液压管路采用DN系统标准，进液采用DN40，回液采用DN50胶管，所有阀、配液板均采用不锈钢材料。
2、采煤机选型
型号：
MGTY750/1800-3.3D
采高：
3～5.6m
滚筒直径：
￠2700mm
截深：
865mm
总装机功率：
1715KW（截割部2×750；牵引2×90；液压35）
①、整机为多电机驱动，横向布置抽屉式结构；主机架采用分体铸焊结构；摇臂采用直摇臂形式。
②、采煤机采用双电缆供电方式，供电电压为3300V。
③、控制系统采用PLC可编程控制器进行各种动作控制；监控系统可实现恒功率自动控制、数据记录、回收和处理；显示采用6英寸液晶显示屏，并有中文参数显示各种参数和运行工况。
④、采用重型无链牵引；变频器采用ABB公司产品，采用“一拖一”主、从控制，并能使用Ⅳ象限运行变频调速装置。
⑤、操作：
采煤机实现在中部、两端和遥控三地操作控制（两端采用手动）。
3、刮板输送机
型号：
SGZ1000/2*700
电机功率：
2×700KW
供电电压：
3.3KV
①、刮板输送机驱动选用德国进口HB公司KPL-45型减速器和摩擦限矩器。
②、刮板输送机电机采用抚顺电机厂700KW3300V双速电机。
③、刮板输送机中部槽长度为1750mm。
4、转载机
型号：
SZZ1000/400
电机功率：
400KW（双速）
电压：
3.3KV
5、破碎机
型号：
PLM3000
电机功率：
200KW
电压：
3.3KV
6、顺槽皮带
型号：
SSJ1200/2×315
带宽：
1200mm
功率：
2×315KW
电压：
1140V
运量：
2000t/h
进风顺槽安装两条皮带，其中长度为1000m/条，皮带机开关采用变频软启动开关。
7、采区皮带
①、中央盘区胶带机
运输能力：
1700t/h
胶带宽度：
1200mm
带速：
4.0m/s
订货长度：
1100.7m
电机功率：
630KW
电压：
10KV
中央盘区胶带机采用CST软启动方式，平行轴布置，集中自动控制。
②、南一盘区胶带机
运输能力：
1700t/h
胶带宽度：
1200mm
带速：
4.0m/s
订货长度：
1502.512m
电机功率：
710KW×2
电压：
10KV
南一盘区胶带机采用CST软启动方式，平行轴布置，集中自动控制。
8、供电系统
工作面设备采用两种电压等级3.3KV和1.2KV供电。
其中采煤机、转载机、破碎机等采用3.3KV；乳化液泵、喷雾泵等采用1.2KV。
（二）、工作面支护强度、工作阻力确定。
1、支护强度：
综采工作面采高为5.5m，工作面的长度240m。
那么上覆岩层最大可跨落高度为：
式中：
——上位岩层最大可垮落厚度（m）；
——直接垮落后未经压实的碎胀系数，
，取
；
——煤层高度，
。
支架支护的顶板直接压强：
式中：
——老顶来压时动载荷系数，k=1.1;
——可垮落下位岩层厚度，H1=27.5m；
——岩层容重，
=2.6t/m3。
建议工作面液压支架的支护强度不小于0.786MPa
2、工作阻力的确定：
根据支护强度、配套设备尺寸、支架顶梁长度和空顶距计算支架工作阻力如下：
P＝n×（LK+LD）×B×p/（η1×η2）×103
＝（1.1～1.3）×（4.0+0.51）×1.75×0.786/（0.92×0.95）×103
＝7807～9227KN/架
式中：
n——安全系数，n＝1.1～1.3
B——架间距，B＝1.75m；
η1——支护效率，由于立柱倾角较小，故取η1＝0.92
η2——安全阀波动系数，η2＝0.95
p—支架支护的顶板直接压强（0.786MPa）
LK—空顶距510mm
LD—顶梁长度4000mm
根据计算结果及我国行业标准中工作阻力系列，工作阻力选择8000KN。
按我国煤矿支护设备缸径系列，缸径选定为Φ360mm，泵站工作压力为31.5MPa时初撑力为3205KN×2=6410KN，相当于工作阻力8000KN的80.1%。
（三）、工作面采高
15＃煤最大厚度7.65m，平均厚度5.48m。
因此工作面支架调高范围选择在2.6～5.8m，工作面采高控制在5.4m左右为宜。
（四）、提供首采区煤层厚度、煤层产状.（附图23）
据工作面附近探测揭露情况和邻近的钻孔资料分析，煤厚在5.0－5.7m之间，平均厚5.4m。
煤层含夹石2－4层。
局部可达6层，其中厚度较大、层位稳定的夹石有两层，一是顶部夹石，距顶板约0.3m，夹石厚0.1－0.2m，岩性以炭质泥岩为主。
二是距底板约2.0m左右的下部夹石，厚0.1－0.3m，岩性以炭质泥岩为
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