煤矿综放工作面加长技改项目可研报告

附件5 2013JG-GL-02********股份有限公司技改项目可行性研究报告项目名称：加长综放工作面长度的改造申请单位：山西*********煤业有限公司申请部门：机电科项目负责人：联系电话：批准领导：申请时间：2013年10月26日一、本技改项目的立项依据、必要性论证（包括该项目名称、目前现状、存在问题、改造的必要性、立项依据、背景、调查研究结论等问题，以上均要有量的概念）。

1.项目名称：***煤业综放工作面长度加长改造2.目前现状及改造的必要性：****目前工作面使用国产MG300/730-WD型交流电牵引采煤机。

现使用ZFS6800/20/32液压支架，现配套的前、后刮板机是SGZ764/320和SGZ/764/400 ；转载机为SZZ764/160。

工作面长度为120米。

1.目前，****综放工作面为120米，该综放工作面整套设备在**煤矿实际使用中，单个工作面生产能力不足120万t（**煤矿2011年和2012年产量均为110万吨左右），不能完成****要求（安全高效、减亏增盈）。

2.因原整合小煤矿的乱采乱挖及开采设计中预留的保安煤柱，限制了工作面布置的走向长度，工作面长度增加30米可以使白芦煤矿的工作面轻松布置，减少搬家时间，提高经济效益。

3.工作面增加30米，对比原设计120米的工作面，每采4个工作面，就可以把原布置的保安煤柱变成一个工作面，减少丢失煤炭资源。

4.工作面增加30米，可以增加采煤机进刀效率，延长采煤机割煤时间，从而提高生产效率，降低生产成本。

5.现在煤炭市场低迷，生产煤炭几乎没有利润，只有扩大产能，降低生产成本，企业才能生存。

3.立项依据及调查研究结论：综合考虑**煤矿目前开采的4#煤层由于整合前小矿的乱采乱挖，现4#煤层已经没有超过1000米的综放工作面，每年需停产搬家两次，耗时90天以上，按每天生产原煤8000吨，则：每年损失产能90*8000=72万吨，如果工作面加长，就可以延长工作面使用寿命，缩短搬家周期，减少煤炭资源丢失，显著提高经济效益。

综放工作面长度的选择受诸多方面因素的影响，布置长距离工作面可以减少回采巷道工程量，提高煤炭资源回收率和经济效益，但工作面过长会导致设备管理及安全管理困难，使推进度下降，不利于稳产高产。

经与相关单位研究讨论，对本矿井田影响工作面长度的地质及生产因素进行了初步分析，在此基础上确定了工作面最合理的长度为150米，即将现有工作面长度加长30米。

根据上述要求，为充分利用已有设备，降低设备采购成本，并考虑到与已有设备完全互换，需增加配置ZFS6800/20/32中间支架15架，前、后部刮板输送机增加中板厚30mm、底板厚20mm、接口板材质为NM360中部溜槽（）节，改造后前部刮板输送机型号变更为SGZ764/400。

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。

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成功应用，因此白芦煤矿综放工作面设备中液压支架、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。

根据上述要求及参照周边煤矿等高产高效矿井综放工作面设备配置，**煤矿为满足生产需要综放工作面设备配置采煤机选用国产MG400/930-WD型交流电牵引采煤机，前刮板机、后刮板机均选用SGZ-800/1050型中双链刮板输送机，转载机选用SZZ1000/400型转载机，破碎机选用PCM250型破碎机，液压支架选用150架ZF9000/18/35型放顶煤液压支架，工作面排头、排尾共7架过渡支架ZFG10000/18/35。

二、该项目实施内容及方案论证（说明该项目的具体实施内容、工程规模、技术关键和重点解决的技术问题，预计达到的技术经济指标，工程实施条件等问题）。

一、项目内容、选型依据及技术参数：1、采煤机：MG400/930-WD①、采煤机应具有的生产能力采煤机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， 330d；f——能力富裕系数，1.5；N——日作业班数，3班；M——每日检修班数，1班；t——每班工作时数，8h；K——开机率， 0.6。

则Qh = 1.5×106×1.5/[330×（3-1）×8×0.6]=710t/h注：采煤机生产能力按一次采全高开采来计算。

②、采煤机牵引速度采煤机平均截割牵引速度VcVc= Qh/(60×B×H×γ×C)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，710t/h；H——煤层采高，放顶煤开采最大采高3.5mB——截深，0.6m；γ——煤的容重，1.46t/m3C——工作面回采率，0.93；则Vc=710/（60×0.6×1.92×1.46×0.93）=7.56m/min③、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式中：P——装机功率，kW；Q——采煤机生产率，710t/h；Hw ——比能耗，一般0.6～0.7，取0.7。

经计算，采煤机装机功率为497kW 。

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0.5倍考虑，最大采高3.5m ，滚筒直径取1.8m ，根据配套图，1.8米时顺槽4.5米宽卧底量小于100mm ，可更换为2米滚筒。

根据白芦煤矿目前MG300/730-WD 型交流电牵引采煤机使用情况及以上计算结果，参照国内高产高效矿井工作面装备情况，选用国产MG400/930-WD 型交流电牵引采煤机。

采煤机技术特征表2、前、后刮板机：前、后刮板机均选用SGZ-764/400型中双链刮板输送机。

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，并留有一定的备用能力。

二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。

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，1.1； Qm ——采煤机平均落煤能力，710t/h ；Km ——采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，1.08； Ky ——运输方向及倾角系数，1.0。

经计算，工作面前刮板输送机的运输能力应不小于830t/h 。

由于采用放顶煤开采，本工作面采放比约为1:3，后刮板机的运输能力应不小于1500t/h 。

根据山西省实际情况，参考周边煤矿设备配套，如芦家窑煤矿设计能力150万t ，前刮板机均选用SGZ-830/630型中双链刮板输送机，后刮板机选用SGZ-900/800型中双链刮板输送机，单工作面月生产能力25万吨左右（工作面长度180米）。

由于山西省当地不确定因素较多，该矿年实际生产能力在260万t 左右（两个综放工作面生产，采4#煤，煤厚约9m ）。

考虑上述因素，**煤矿综放工作面前、后刮板机将选用SGZ-764/400型中双链刮板输送机型号 采高（m ） 电机功率（kW ） 滚筒直径（m/个） 截深（mm ） 牵引速度（m/min ） 机面高度（mm ） 重量（t ） MG400/930-WD 2.1-3.89302.06300-11.1159060（考虑电动机的备用及工作面的长度，前后刮板机电机均选用200kw），能满足要求。

刮板输送机技术特征表型号铺设长度（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）备注前部SGZ-764/400 150 700 1 1500*722*2752×200 1140后部SGZ-764/400 150 700 1 1500*722*2752×200 11403、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，为此选用SZZ1000/400型刮板转载机。

转载机技术特征表型号出厂长度（m）输送能力（t/h）电机功率（kW）电压等级（v）备注SZZ1000/400 50 2500 400 3300破碎机的能力要与顺槽转载机的转载能力相适应，为此选用PCM250型破碎机。

破碎机技术特征表型号破碎能力（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）PCM250 2200 800*800 300*150 250 33004、液压支架：液压支架选用150架ZF9000/18/35型放顶煤液压支架，工作面排头、排尾共7架过渡支架ZFG10000/18/35。

根据生产经验和有关技术文件，选用支撑掩护式放顶煤液压支架。

①支架支撑高度的确定：H max≥M max+0.2 (1)H min≤M min-(0.2～0.3) (2)式中：H max、H min——支架最大、最小高度，m；M max、M min——工作面最大、最小采高，m。

则：支架最大高度H max ≥3.5+0.2=3.7m 支架最小高度H min ≤3.5-0.3=3.2m 确定支架高度 H max =3.2m H min =3.7m②支架支护强度的计算 根据回归经验公式：q H =9.768KM 0.21γ2式中：q H ——支护强度，MPa ； K ——备用系数,1.3；M ——煤层最大高度，取13.92m ； γ2——顶板岩石容重，取26kN/m 3。

q H =9.768KM0.21γ2=9.768×1.3×13.920.21×26=574kN/m 2=0.57(MPa)根据实测数据回归计算放顶煤支架的支护强度为0.57MPa 。

按估算法确定支架支护强度 支架支护强度按下列计算 g=K d (g 冒+g 顶) 式中：g —支架支护强度，kN/m 2； K d —动载系数，取1.5； g 冒—冒落带自重应力，g 冒=r 1h ；M 3.5h 141 1.251δ===--r 1—上覆岩层容重，26000 N/m 3； g 冒=14×26000=364000； M —工作面采高，3.5m ； δ—岩石初期碎胀系数，1.25； g 顶—顶煤自重应力；g 顶=M d r 2=10.42×1.38×1000×9.8=140920N/m 2； M d —放顶煤厚度，10.42m ；g=1.5×(364000+140920)= 757kN/m 2=0.76MPa 根据估算法计算支架支护强度为0.76 MPa 。