余吾煤业一次采全高综采工艺0

余吾煤业公司3#煤层大采高 设计 领导形象设计圆作业设计ao工艺污水处理厂设计附属工程施工组织设计清扫机器人结构设计 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 、八、•前言余吾煤业公司目前采用低位放顶煤一次采全高采煤法，副井提升能力最大28吨，巷道最大运输尺寸4.8X3.6m，不能满足6m支架运输要求。目前，南风井工程井筒施工完毕，正在进行井底车场巷道施工，提升系统及主要开拓、准备巷道未施工,具备实施改造条件，南风井工程为南三、南五、南六采区服务，因此我公司决定在南三、南五及南六采区采用大采高综采工艺，首个试采面初步确定在S5202工作面。第一章首采区及首采面概况第一节首采区地质概况一、采区位置1、南进风井井底车场的进、出车线，等候室、主排水泵房、主变电所等已经掘成，其它巷道正在掘进，为组装、拆卸支架，需在南风井井底车场施工无轨胶轮车换装站。2、首采区S5采区位于井田南部，北临南二采区，东接南三采区，南接南六采区，西边为井田边界，整个采区约南北长4800m，东西走向5000m,地质勘探储量21001.2万吨，可采储量13835.7万吨。3、S5采区位于井田西南方向，采区设计有5条下山，分别为1#回风下山、进风下山、轨道下山、胶带下山及2#回风下山，分别与+400m水平南翼1#回风大巷、+400m水平南翼胶带输送机大巷、+400m水平南翼1辅助运输大巷、+400m水平南翼进风大巷、+400m水平南翼2#回风大巷连接。二、含煤地层概况南五采区主要含煤地层有山西组和太原组，其总厚度平均为158.74m，为各类碎屑岩、碳酸盐和煤层等组成。（一）二叠系下统山西组（Pls）本组厚43.15-64.90m，平均51.15m。变化不大，由灰色粉砂岩、砂岩和深灰色泥岩、砂质泥岩及煤层组成。砂岩含量高，以3号煤顶板K砂岩较为稳定。含煤层4层（1、2、3、4号煤），其中3号煤层厚度大，为主采煤层。本组为进积型滨海三角洲沉积。K8砂岩为本组上界，K7砂岩为下界，以K7砂岩与下伏地层呈整合接触。（二）石炭系上统太原组（C31）本组厚度91.38-123.46m，平均103.59m。由深灰-灰黑色泥岩、粉砂岩、浅灰色-灰色砂岩及石灰岩和煤层组成。含石灰岩6层（K6、K5、K4、K3、K2、K1）。以K5和K2灰岩最为稳定，为主要标志层。含煤层15层（5、6、7、8-1、8-2、9上、9、11、12-1、12-2、13、14、15-1、15-2、15-3号煤），其中可采煤层5层（9、12-1、12-2、15-2、15-3号煤）。本组为碳酸盐岩台地〜滨海三角洲（障壁海岸）交互沉积组成。以K1砂岩与下伏地层整合接触。三、3#煤层概况南五采区3号煤层位于山西组下部，上距K8砂岩19.8-37.41m,平均31.85m，下距9号煤50.48-73.12m，平均61.83m。煤层厚度为5.4m-7.5m，平均6.11m，灰黑色，金刚光泽、断口阶梯状、参差状，内生裂隙较发育。3号煤层视相对密度为1.39t/m?，全区稳定可采；走向基本为东北高，西南低，平均倾角为5°。区内地质储量为21001.2万吨，其中可采储量：13835.7万吨。四、地质构造井田精查地质勘探 报告 软件系统测试报告下载sgs报告如何下载关于路面塌陷情况报告535n,sgs报告怎么下载竣工报告下载 显示采区内无大的断层和陷落柱构造，采区东部为三维地质勘探，采区西部为精查地质勘探，已三维地质勘探范围3.69平方公里，勘探范围内共有断层4条、陷落柱3个。（一）褶曲南五采区褶曲以北北东-南北向为主，贯穿本区的褶曲自西向东依次有坪村向斜、余吾背斜、余吾向斜，共同构成本区煤层起伏的基本形态。（1）坪村向斜位于南五采区西部，经岳底、坪村、小常村至西庄，核部局部出露石千峰组，轴向近南北，两翼产状对称，倾角约7°。坪村向斜走向与南五采区五条下山走向基本垂直。（2）余吾背斜位于南五采区中部，经常家湾、常口岭至采区南部边界，核部北端局部出露上石盒子组，轴向近南北，北部两翼产状不对称，东陡为11°，西缓为7°；往南两翼产状对称，约7°。余吾背斜走向与南五采区五条下山走向基本垂直。（3）余吾向斜位于南五采区中东部，经西莲西部、柳行村、高庄村至采区南部边界，轴向近南北，两翼产状平缓均小于7°。（二）断层、陷落柱断层：F79断层最大断距3m,倾角70°；F80断层最大断距20m,倾角25°〜30°；F81断层最大断距18m,倾角25°〜30°；F88断层最大断距3m,倾角70°；陷落柱：X76陷落柱长轴93m，短轴82m；X77陷落柱长轴181m，短轴161m；X81陷落柱长轴50m,短轴30m。五、区域水文地质采区主要含水层：1）中奥陶统峰峰组（02f）石灰岩岩溶裂隙含水层，最大埋深为797.29m，最小埋深为512.21m，其厚度为195.ll-205.85m，平均198.80m。2）上石炭统太原组含水层组该含水层组埋藏较深，为碎屑岩夹碳酸盐岩裂隙岩溶含水层组，主要包括K、K、K、K等灰岩裂隙含水层，构成太原组各煤层的充2345水水源。K石灰岩裂隙岩溶含水层厚0.00-9.45m，平均7.28m，以不规则2裂隙为主，方解石脉体充填，并在局部地段见有小溶孔。K石灰岩裂隙岩溶含水层厚0.30-3.15m，平均0.79m，以斜裂隙3和垂直裂隙为主，方解石脉充填。K石灰岩裂隙岩溶含水层厚0.00-5.90m，平均2.93m，以斜裂隙和垂直裂隙为主，并在局部地段见有溶蚀裂隙和小溶孔。K石灰岩裂隙岩溶含水层厚0.00-7.95m，平均2.99m，以斜裂隙5为主，方解石脉充填、偶见有小溶孔。3）下二迭统山西组及K砂岩裂隙含水层组8该含水层组为碎屑岩裂隙含水层组，包括K砂岩、3号煤层顶板7砂岩及K砂岩裂隙含水层，厚4.47-34.31m，平均20.23m。8本含水层组岩性主要为细粒砂岩及中粒砂岩。发育的裂隙以不规则裂隙为主，见有方解石脉及泥质物充填现象。4）上石盒子组与下石盒子组砂岩裂隙含水层组该含水层组主要由中、细粒砂岩等组成，局部地段为粗粒砂岩，厚4.00-10.43m，平均7.22m。含水空间以砂岩裂隙为主。据钻孔简易水文地质观测，钻进中漏水率为5.2％。由于本含水层上部有数层泥岩相隔，不能直接接受大气降水的补给，富水性较弱。据301号钻孔该层位抽水试验资料：q=0.007L/s.m,K=0.076m/d,水质类型为HCO—K++Na+型。该含水层富水性弱-中等。35）基岩风化带裂隙含水层采区内风化裂隙发育深度一般在基岩面以下50-70m。钻孔在钻进此层时大多有冲洗液漏失现象。据抽、放水试验资料，q=0.0356-0.580L/s.m，水质类型为HCO-—Ca2+型。该含水层富水性弱3-中等。6）松散层孔隙含水层组采区内为松散层所掩盖，平均44.53m。中下部主要为灰绿、紫红、浅褐色粘土、砂质粘土、粉砂质粘土，底部局部地段有薄层砂层及砂砾层。上部主要由褐色、紫红色、灰绿色的粘土、含砂粘土、粉砂质粘土及黄色、褐黄色粉-粗砂、砂砾层等组成。含水层的含水性和透水性由砂、砂砾层层厚发育程度而定，钻进中漏水率为5.0％。该含水层水位埋藏较浅，主要接受大气降水的补给，受大气降水影响明显。第二节首采面工作面概况一、工作面选择由于S5201工作面受刘家坪保护煤柱及X76、X77陷落柱等的影响，工作面切眼长度及可采长度均较小（工作面切眼长200m，可采长度700m），若将此工作面作为大采高首采工作面，不能满足高产高效的要求，为此，将工作面长280m，可采长度1296m，且不受断层影响的S5202作为一次采高的首采工作面。二、地面位置工作面地面标高+954m,工作面煤层底板标高+342〜+367m,工作面埋深为587〜612m。地面位置为位于高店村南，刘家坪村西，距南进风井1000m。三、井下位置及四邻采掘情况工作面北接2#回风下山，南边为刘家坪保护煤柱及南六采区回风下山，东临S5201工作面（未布置），西临S5203工作面（未布置）。.四、工作面要素工作面煤层厚度稳定，在5.00〜7.25m之间，平均煤厚6m,容重1.39t/m?；煤层倾角0°—6°,平均5°,煤层局部含0.45m泥岩夹矸；煤层普氏硬度为0.5〜0.6，工作面切眼长280米，可采长度1296米，工业储量：405万吨，可采储量281万吨。五、煤质情况：煤质为特低硫、低磷、中灰、热稳定性好、高发热量的优质动力煤，见下表：煤质状况表MAVCHON工业牌号0.7110.1112.0190.913.942.541.44PM六、煤层顶、底板岩石构造情况工作面顶底板岩性为：老顶为中粒砂岩，平均厚度10.66m，直接顶为细粒砂岩，平均厚度5.23m,直接底为砂质泥岩，平均厚度6.5m,老底为粉砂岩，平均厚度3.5m。具体见附图1-S5202工作面煤系地层综合柱状图、及附表1-S5202工作面煤层顶、底板岩性物理力学性质七、地质构造情况三维勘探资料显示：在工作面范围内无地质构造，在工作面东西两侧分别有F80断层（落差20m）和X77陷落柱，掘进期间要受到影响，对回采无影响，但要加强外圈巷道的维护工作。八、水文地质情况预计采区涌水量为300m3/h左右，S5202工作面作为首采面，涌水量会相对较大，预计涌水量约为：120〜150m3/h。九、CO及瓦斯情况23#煤层瓦斯原始含量为12.32m3/1,残存瓦斯含量3.9m3/1,首采面S5202相对瓦斯涌出量为10.81〜15.95m?/1,绝对瓦斯涌出量将达67.59〜99.7m?/min。十、煤的自燃等情况工作面煤尘具有爆炸性，煤层不易自燃。第二章大采高采煤方法第一节采煤方法、工艺及巷道布置一、采煤方法工作面采用走向长壁后退式一次采全高综合机械化采煤方法。二、巷道布置工作面采用“两进两回”通风系统，分别为胶带顺槽、进风顺槽回风顺槽、瓦排巷，各顺槽及切眼沿顶板掘进。顺槽断面为5.4X4.5m（宽X高），切眼为（宽X高）8.3X4.5m的矩形断面，回风顺槽：1764m,胶带顺槽：1728.5m,进风顺槽：1797m,瓦排巷：1727m,三、采煤工艺割煤一拉架一移溜1、割煤：工作面采用太矿煤机厂生产的MG750（650）/1800电牵引采煤机,采用双向往返割煤法,即采煤机往返一次为两个循环。初采期间采煤机逐渐拉底。将采高由4.5m调到6m。进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。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0.865m后停机。3）将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机尾（机头）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，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时顶机头（机尾），然后再拉架。机组进刀总长度控制在50m。如下图所示：大采高综采工作面机组端部进刀方式示意图：插图：工作面端部进刀方式示意图第1步：升起前滚筒、降下后滚筒、移动运输机、移动支架至顺槽壁大约50米处第2步：快速采煤行程，直至采煤机进入新的工作面机道顶部煤截割顺槽机头采煤机行驶方向底部煤截割俺第3步：升起前滚筒、降下后滚筒、移动运输机、移动支架、采煤机至顺槽的采煤行程第4步：升起前滚筒、降下后滚筒、快速采煤行程，直至另一侧平巷、重复2至4步骤2、拉架及移溜工作面支架采用电液控制系统，可实现以下三种拉架方式：a、双向邻架顺序拉架b、成组顺序拉架c、手动拉架同时工作面可实现两种移溜方式：a、双向成组移溜b、手动移溜根据工作面的地质条件，正常拉架采用双向邻架顺序拉架，每次移一架；移溜采用双向成组移溜，每组设置为10架。第二节正规循环及产量工作面为3#煤大采高，平均采高为6m,工作面沿顶、底板推进,循环进度0.865m。根据本规程规定，遵循以风定产原则。采用四•六制作业（一个检修班，三个生产班），确定循环方式为每班3.5个循环，日进10.5个循环。循环产量：Q=Q1+Q2Q1=LXSXMXPXq=260X0.865X6X1.39X0.93=1744.4（吨）Q2=LXSXMXPXq=20X0.865X5.25X1.39X0.93=117.4（吨）过渡段采高取平均值：（4.5+6）02=5.25米则循环产量Q二Q1+Q2=1744.4+117.4=1861.8（吨）日产量=QX日循环数=1861.8X10.5=19548.9（吨）式中：Q—循环产量，吨；Q1—割6米采高段一刀煤产量Q2—割过渡段一刀煤产量L—工作面倾斜长度S—循环进度0.865米；M—采高P—煤的容重，1.39吨/米Xq-可米范围内的回米率93%月产量月产量=日产量X30=19548.9X30X0.93=54.5（万吨）保守估计，每月可生产原煤50万吨，可建成一支年产600万吨的综采队。第三章大采高工作面安装、回撤及收尾工艺第一节安装工艺工作面切眼长280m，断面为8.3X4.5m（宽X高），沿3#煤层顶板布置，采用锚网支护，锚索按照6-6-6进行布置。一、皮带、转载机、大溜的安装工艺按我公司现有装工艺进行。二、排头、排尾及中间架的安装：1、支架下井前摘去伸缩梁、一、二级护帮及相关千斤顶。2、在井下换装站将支架组装好，用无轨胶轮车将支架运输到切眼制定位置。（运输路线提前进行硬化）3、最后用50吨绞车将支架进行辅助就位工作。4、安装周期，支架安装需40天，加上其它设备安装需70天，由于是首个一次全高工作面安装，考虑各种不确定因数，工作面整个安装周期为3个月。第二节收尾工艺收尾前10m开始逐步将工作面采高将到4m,收尾期间保证采高在4m±0.1m,在停采线前后28m打80m深孔注水泥浆进行加固，并在工作面顶部破碎及煤墙片帮严重段注浆加固。从距停采线22m处开始收尾,工作面顶板采用钢丝绳配合双层金属网支护,并在端头尾支架上工字钢。第三节回撤工艺一、工作面收尾后，首先端尾三角区抹角（长X高X宽=8X1.5X4m）,顶部打设锚索、帮部打设锚杆进行支护。二、回撤完大溜后，将大采高支架整组用50吨绞车拖到回风顺槽，用无轨胶轮车将支架运到井下换装站进行支架解体，摘去伸缩梁、一、二级护帮及相关千斤顶。三、将解体的支架部件搬运或上井检修。四、支架回撤需40天，加上其它设备安装需70天，，考虑各种不确定因数，工作面整个回撤周期为3个月。第四章顶板管理第一节掘进工艺及支护大采高顺槽断面为5.4X4.5m（宽X高），现有的掘进机EBZ120或EBZ160机组不能满足大断面掘进要求，我们将采用EBZ230及以上机组及新型锚杆钻机（车）作业。顶板锚索支护由原2-2-2更改为3-3-3支护形式，在掘进过程中遇构造时将采用锚网配合工字钢棚联合支护。第二节工作面顶板管理一、顶板垮落方式：工作面采用全部垮落法管理顶板。二、工作面支架的布置方式根据工作面顶、底板岩性及煤层厚度、采高等条件，工作面选用郑州煤机公司生产的两柱掩护式液压支架及其相配套的排头液压支架和过渡液压支架。从工作面机头到机尾分别布置排头、尾架各4架，中间架164架，共计172架。支架参数见设备配套选型表三、对支架支护强度的验算：按工作面最大采高的八倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度为：P=8・H・R・g・S=8X6X2.2X103X9.8X7.589=7853.7KN式中：H――工作面最大采高，取6mR――上覆岩层密度，2.2X103kg/m3F――计算工作阻力，KNS支架的最大支护面积根据支架说明书提供的支架工作阻力为12000KN大于8倍采高验算所需的工作阻力7853.7KN，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由3台BRW400/31.5型乳化液泵提供，其用水必须用专用乳化液配比水，乳化液浓度控制在4%-5%,乳化液泵压力设计为31.5MPa。四、上、下端头及安全出口管理1、胶带顺槽、辅助进风顺槽超前50m加强支护，各条巷道顶板破碎或巷道压力大的地段提前进行注浆、架棚维护，外圈巷道打设木垛进行支护。2、工作面上、下两端头的安全出口高度不低于3.5m，宽度不小于0.7m。五、胶带顺槽及回风顺槽超前支护管理1、工作面采用DWQ45-150/110型单体液压支柱配n型梁进行超前支护，所有单体柱必须穿鞋带帽，并拴好护绳及单体柱连接器。2、胶带顺槽的超前支护从煤壁线向外50m范围内进行超前支护，超前柱为三排支设，靠里、外帮侧0.5m各支一排单体柱,柱距为0.8m；在外帮距转载机500mm每架棚下打设1根点柱。3、回风顺槽超前支护:从煤壁线向外50m范围内进行超前支护，超前柱为三排支设，靠里、外帮侧0.5m各支一排单体柱，柱距为0.8m；在每架棚中间位置打设1根点柱，所支设的超前柱采用DWQ45-150/110型单体柱，柱必须支在n型梁正下方，且成排成行，同时不能影响吊挂的电缆。并且要要在机组距两端头50m且影响推进时提前回取，巷道超过段无法正常进行支设超前柱时，必须进行架棚支护。4、当各横贯进入超前支护范围内时，必须在各横贯口加强支护，支护方法具体为：工作面距横贯50m时，在各横贯口打1个木垛进行锁口，且不影响打密闭（木垛位于密闭墙内），木垛必须接顶严实。打木垛所用道木规格：150X150X1500mm。5、上隅角管理由于机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛间距为1米，距外帮为1米，木垛必须用柱帽、木契背实、背紧。道木规格为：150X150X1500mm。6、采空区管理采空区处理办法采用自然跨落法，若机头端头老塘悬顶面积大于2X5m2而不垮落，必须将胶带顺槽端头老塘的锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板垮落必须对采空区强制放顶，到时另制定专项措施。7、工作面初次放顶技术管理1）工作面初次放顶前，在工作面设矿压观测点，实行现场连续观测，对上、下出口，上、下顺槽及工作面煤帮班班检查，以指导工作面顶板管理，保证安全生产。超前支护的单体柱一定要达到初撑力（12MPa）。2）班班对工作面上、下顺槽支护及顶板动态情况进行巡回检查，每2小时检查一次，发现问题及时采取措施进行处理3）初次来压期间，观测上、下顺槽顶、帮情况，发现异常及时处理。4）支架工拉架要严格按照工作面作业规程及《各工种操作规程》操作，必须及时擦顶移架、发生冒顶或片帮严重时必须及时拉超前架支护顶板。5）泵站压力要达到额定压力，支架要达到初撑力，接顶平、严实，保证梁端距不大于590mm。6）加强工作面设备的维修与保养，以保证设备的正常运转和快速推进。液压支架的液压系统严禁出现窜、漏液现象，杜绝支架自动下降，安全阀及其它部件灵敏可靠。7）工作面要严格控制好采高，调节好支架中心距和支架的几何形状，达到支架直、溜子直、煤壁直的要求。初次来压前，加强对有毒、有害气体的检查，防止因采动影响有毒、有害气体大量涌出使人身体受到伤害。来压期间，一定要注意工作面的涌水情况，发现异常及时进行处理。来压时，根据观察结果，增加超前支护长度，以防来压过猛，催垮两巷支护。8、周期来压管理：遇周期来压时必须加强工程质量管理及两巷超前支护管理。1）根据赵庄矿提供的数据，周期来压步距为10T5m，在周期来压时一定要做好顶板管理。2）周期来压前必须保证两巷超前支护质量达规程要求。3）周期来压前两巷超前支护必须迎山有力，以防来压时催垮支柱。4）周期来压时工作面支架必须达到初撑力。5）周期来压时工作面支架自动补液功能必须完好有效，加强检修必须保证设备的正常运行。9、对工作面排头架支护的管理：工作面机头采用4个排头支架，机尾采用4个排头支架，其滞后中间支架一个循环，又因端头至超前支护40m段是压力集中区，特制定以下管理措施。1）排头支架必须达到初撑力。2）排头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面溜子机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用吊架千斤将支架底座吊起，然后在支架底座下垫顺山道木或柱帽将支架底座垫起。3）当巷道及机头、机尾三角区顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。4）在拉机头、尾架时，必须实施停机拉架，同时必须等工作面瓦斯深度降至0.5%以下时，方可拉架。第三节巷道顶板离层仪的监测、 记录 混凝土 养护记录下载土方回填监理旁站记录免费下载集备记录下载集备记录下载集备记录下载 、分析1、为了加强工作面巷道顶板管理，在巷道顶部每50m安装一个顶板离层仪，对顶板离层仪加强监测、记录、分析。2、每天必须胶带顺槽及回风顺槽超前工作面100m内顶板离层仪进行监测，每周对工作面4条巷道内所有的顶板离层仪进行监测一次，并把检测值填写在巷道内的顶板离层仪牌板上，并做好记录，若出现顶板离层现象，若顶板离层仪显示值超过100mm时，及时组织人员架棚或支密集柱加强支护或采用其它方法对顶板加强支护。3、工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强维护，对于失效锚杆、网破地点必须及时和生产科联系，采取措施，进行处理。第五章通风系统第一节工作面通风方式选择赵庄煤矿工作面采用“三进两回”的通风方式，其中主进风巷两条，配风巷一条，主要用于巷道的通风需求，两条回风巷的瓦斯均按1%管理，详见通风系统示意图1；该种通风方式由于机尾处为进风巷，则切眼则成为机头和机尾进风巷的角联巷道，当机尾进风巷通过风量大时，易造成切眼内风量不足，引起机道瓦斯超限；当机尾进风巷通过风量小时，又不能增大上隅角的压力，不能解决上隅角处的瓦斯，因而该种通风方式不能保证工作面的通风系统稳定。鉴于上述，我公司工作面采用“两进两回”的通风方式，两条进风巷均为主进风巷，两条回风巷瓦斯浓度管理不同（1条回风巷瓦斯浓度按1%管理、1条回风巷瓦斯浓度按2.5%管理）,见图二。图1赵庄煤矿工作面通风系统示意图图2S5202工作面通风系统示意图--—1--1--1--I--•1-1--1II.-n——瓦排巷回风顺槽宀■■■■/——f447A444V72i“II胶带顺槽进风顺槽第二节南五采区需风量计算一、采区采煤工作面需风量计算1、余吾煤业公司为高瓦斯矿井，工作面需风量按瓦斯涌出量进行计算。2、根据重庆煤科院对南风井井筒揭煤时推算数据：南风井原始瓦斯含量12.32ma/1,残存瓦斯含量3.9ma/1。Q=KXKX(L-2h)X(Wo-Wc)/L相对12TOC\o"1-5"\h\zK——围岩瓦斯涌出系数取1.11K——丢煤瓦斯涌出系数取1/0.972L——工作面长度280mh——瓦斯排放带宽度14mWo——煤层原始瓦斯含量12.32ma/1Wc——残存瓦斯含量3.9ma/1大采高工作面的相对瓦斯涌出量为1.1X1.03X(280-28)X(12.32-3.9)*280=8.59m3/1,按照四六制作业，三班生产一班检修，日产量190001，每天工作18小时计算，对应绝对瓦斯涌出量为152m3/min，瓦斯抽采率按50%考虑，则抽采后工作面绝对瓦斯涌出量为76m3/min。二、回采工作面需风量计算由于余吾煤业公司主采煤层为高瓦斯煤层，工作面布置有专用排瓦斯巷，综采面配风按瓦斯涌出量计算，并经风速验算后，作为工作面配风依据。根据已采面瓦斯涌出数据统计可知，回风巷与瓦排巷平均瓦斯浓度之比约为1：2左右时，风排瓦斯量较大。因此，按此比例(1：2)回风巷风排瓦斯量取25m3/min，瓦斯排巷应取51m3/min。1、按瓦斯涌出量计算：Q=Q+Q采采回采尾Q一=100xqxK/0.8采回采CH4Q=100xqxK/2.0采尾CH4CH4式中：Q——采煤工作面实际需要风量，m3/min；采q——回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量。取25采m3/min；K——采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，参照S2203综放工CH4作面正常生产条件下不均衡通风系数取1.8；q——采煤工作面尾巷的风排瓦斯量。取51m3/min；CH40.8——回风流瓦斯预警浓度(%)；2.0%——瓦排巷回流瓦斯预警浓度；得出Q采回=100x25x1-8/0.8=5625m3/minQ=100x51x1.8/2.0=4590m3/min采尾Q=10215m3/min采2、按风速验算根据《煤矿安全规程》规定和《潞安集团公司“一通三防”管理规定》回采工作面切眼最低风速按0.3m/s，当综采面采用煤层注水和机组外喷雾降尘时，工作面最高风速应小于5m/s。按此要求进行验算，即回采工作面的风量应满足：18XSWQ<300XS切式中S——采煤工作面平均有效断面，S=(6X5.902+6X5.037)/2=32.8m2取32m2得出：576〈Q切=9515〈9600m3/min综上所述，大采高工作面在日产19000t的条件下计划配风为11340m3/min，其中胶带顺槽配风5800ms/min，进风顺槽配风5540m3/min，辅切配风700ms/min，切眼配风9515ms/min；按回采时回风巷回风5625m3/min，回风流中瓦斯浓度0.8%预计，能够排放瓦斯45m3/min；瓦排巷回风4590m3/min，瓦排巷回风流中瓦斯浓度2.0%预计，能够排放瓦斯91.8m3/min；工作面总计排放瓦斯能力为136.8m3/min，能够解决工作面日产19000t回采过程中的瓦斯涌出问题。三、掘进工作面所需风量南五采区按“一采四掘”考虑。1、按瓦斯涌出量计算Q=qXK/C=5.8X1.8/0.8%=1305m3/min综掘瓦式中：Q——综掘工作面需风量；综掘q——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，参照S1206回风顺槽瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取5.8m3/min；K——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.8；C——掘进工作面回风流中瓦斯的允许浓度，1%;2、按工作面同时作业人数计算需风量Q=4XN=4X60=240ms/min综掘式中：4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；N——掘进工作面同时工作的最多人数，取交接班时最多人数60人；3、局部通风机的供风量计算Q=1.2Q=1.2X1305=1566m3/min局掘式中：Q掘进工作面的需风量，ms/min掘4、按风速进行验算60X0.25S=60X0.25X24.s=s65ms/min掘60X4S=60X4X24.s=58s2ms/min掘式中：S——掘进工作面巷道的净断面积，取24.3m2；掘四个掘进面需风量4X1566=6264ms/min四、硐室需风量井下独立通风硐室有主变电所、采区变电所、胶带机头变电所、单轨吊检修硐室、单轨充电硐室、水泵房，按余吾公司的实际情况，以上硐室风量各取300ms/min。硐室需风量300X6=1800ms/min五、其它风量新矿井设计，其它用风巷道所需风量难以计算时，也可以采取按采煤、掘进、硐室的总和的彳%亠5%进行考虑。(11s40+6264+1800)X5%=971ms/min矿井主要用风点设计配风量见下表。表1采区主要用风点风量分配表南风井主扇风机型号:AGF606-4.0-2.0-2,前期风量：447ms/s前期负压：1989Pa；后期风量：500ms/s、后期负压：5000Pa序号用风点需风量(ms/min)设计配风量(ms/min)个数1回采工作面102151021522综掘工作面1566626443硐室300180064其它9719715总需风量19250完全可以满足大采高工作面的生产用风需求。第六章瓦斯抽采系统S5202工作面采用边掘边抽、采前预抽、边采边抽、高位钻孔及高位钻场抽采相结合的抽采方案。除布置掘进预抽钻场钻孔外，S5202回风顺槽、胶带顺槽布置工作面平行预抽钻孔、S5202进风顺槽、瓦排巷布置高位钻孔、S5202瓦排巷布置高位钻场、S5202切眼布置平行预抽钻孔。第一节掘进预抽钻孔设计S5202各顺槽采用在钻场布置掘进预抽钻孔，两帮每隔40m迈步布置一个钻场。如掘进过程中遇地质或瓦斯异常，再进行调整。一、抽采钻场参数确定受工作面顶底板起伏的影响，决定选取钻场间距为40m，为了在钻场中施工方便，同时考虑不增加局部通风设备、方便机组掘进等因素，选取钻场外宽6m，内宽3m,深4m，高3.2m。二、抽采钻孔参数确定根据S5202工作面顶底板起伏情况，钻场掘进预抽钻孔长度确定为75m，设计S5202工作面边掘边抽钻孔直径为（p65mm，每个边掘边抽钻场呈两列三排布置6个钻孔，第一列钻孔距巷帮2.8米，第二列钻孔距巷帮3.2米，钻孔距底板高度分别为1.0m、1.5m、2.0m。为保证抽采效果，原则上钻孔角度上仰2-3°。第二节采前预抽钻孔设计S5202回风、胶带顺槽在煤层中部布置三层平行孔抽采本煤层瓦斯，钻孔开孔高度为1.5m、2.0m、2.5m，钻孔间距2.5m，呈立体交叉布置，钻孔终孔点分别落在距煤层底板2m、4m、6m位置。由于工作面切眼长度为280m，为了使钻孔控制整个工作面，第一排钻孔为垂直孔，孔深145m，开口位置距底板1.5m；第二排钻孔为斜平行孔,开口距底板2.0m，孔深150m，钻孔与巷道成75°夹角；第三排钻孔为斜平行孔，开口距底板2.5m,孔深150m，钻孔与巷道成85°夹角。采前预抽钻孔呈三花眼布置，钻孔直径为©94mm，钻孔间距为2.5m，钻孔仰角为0-2°，确保钻孔在工作面煤层内成孔。S5202工作面切眼布置平行预抽钻孔，钻孔呈三花眼布置，钻孔长90m，倾角0-3°，间距1.25m，第一排钻孔开孔距底板1.5m，第二排距底板2.0m，第三排距底板2.5m。为保证钻孔在煤层内成孔，钻孔角度要根据煤层倾角变化进行调整。S5202瓦排巷S5202工作面辅助切眼作面切眼S5202进风顺槽采前预抽钻孔正视图S5202回风顺槽S5202工作面采前预抽钻孔侧视图鸟4S5202胶带顺槽第三节高位钻孔及钻场设计一、高位钻孔设计为加大采空区瓦斯抽采力度，在S5202瓦排巷布置高位钻孔，钻孔倾角17°，与巷道夹角90°，钻孔间距30m,钻孔开口位置距底板2.0m,钻孔长100m,第一个钻孔距停采线40m，最后一个钻孔距切眼80m。为保证终孔点高度在煤层顶板上25-30m的范围内，钻孔倾角要根据煤层倾角进行调整。如下图所示作面辅助切眼高位钻孔正视图■■■'高位钻孑孔.■”高位钻孔侧视图二、高位钻场设计为加大抽采力度在工作面布置高位钻场（如下图），具体参数如下表S5202高位钻场钻孔设计参数说明：1、高位钻场钻孔可控制的范围自高位钻场前方130m;2、高位钻场钻孔终孔点至回风巷的距离为2m——79m;3、在距切眼160m处设置1#高位钻场，距切眼310m处设置2#高位钻孔；4、高位钻场12个钻孔分两组联网，每组联6个钻孔；5、高位钻场平巷在3#煤层顶板上1m处。高位钻场工程量：1、在瓦排巷内，切眼向外160m和310m处施工高位钻场，斜坡长度8m，平巷12m。2、在高位钻场内施工12个钻孔，钻孔深120m，总进尺1440m。3、高位巷道断面为：宽3mX高2.2m。孔号开孔咼(m)孔间距倾角a与巷道夹角B孔深m终孔点高m终孔点至切眼方向距离(m)终孔点至回风巷距离11.51122512027.4106221.51123012027.41011231.51123512027.4962341.51124012027.4903251.51124512027.4844061.51125012027.4754971.51125512027.4675681.51126012027.458.56291.51126512027.449.568101.51127012027.44073111.51127512027.430.377121.51128012027.420.379高位钻场剖面图目前我公司钻机主要采用ZDY1900S(MKD-5S)型煤矿全液压坑道钻机、SGZ-IIIA型杭钻及ZYJ-270/170型架柱式钻机，在大采高回采模式下，由于巷道较高，为操作钻机安全及钻孔施工符合设计要求，需对钻机重新选型，经与钻机厂家咨询：该钻机需要特殊定制，钻机型号待定。第五节抽采管的选择瓦斯抽采干管直径为①800X58.8mm,支管直径为0280X20.6mm。考虑到工作面走向长度及抽采情况，S5202工作面各顺槽及瓦排巷前1000m选用0400瓦排管进行抽采，后面钻孔采用0280瓦排管进行抽采第七章设备选型配套经过赵庄矿的现场调研，结合我矿的实际情况，对我公司第一套大采高综采工作面设备作如下选型第一节液压支架选型考虑3#煤层平均厚度为6m,为保证支架对不同工作面的适应性,通过与支架制造厂家的深入交流，按地质条件设计出合适的液压支架,具体如下：一、选型计算：根据支架的工作阻力及支护强度进行计算,确定支架选型1、支护强度计算（根据南三采区1078号钻孔柱状图计算工作面支架所需工作阻力）1）3号煤层开采地段煤厚：6.84m,采高6.2m2）直接顶厚度MZ取1.39m（主要成分为泥岩）+13.05（中粒砂岩）3）基本顶主要成分粉砂岩,对支架阻力影响较大；基本顶厚度ME：10.63mE4）支架对直接顶阻抗的预测核算：P=M-Y-fAZZZ其中：fZ:支架合力作用点位置和采空区悬顶的力矩系数MZ:直接顶厚度，取1.39m丫Z:直接顶泥岩容重，取2.7t/m3L（L丫f=—KI1+-^z2l|L丿Ki:支架合力作用点距煤壁的距离，支架方案计算取值3.63mLk：支架控顶距离，支架方案设计取支架顶梁长度和梁端距之和。此处取5mLS:直接顶悬顶距，直接顶为煤，且支架采高大，属于易冒落顶板，煤的切顶线前移，取正常采高掩护梁的水平距离1.6mP=M*丫*L/2l*(l+L/L)2=14.44X2.7X5X(l+1.6/5)AZ1ZKSK2/(2*3.63)^46.785(t/M2)=0.468MPa支架对基本顶抗阻的预测计算：支架在对顶板给定变形条件下，对基本顶的阻抗力：M•y-CAhP=——EZEXABK•LAhTKT其中：me:岩梁厚度，取10.63mCE:初次来压岩梁断裂步距，取值20mkt:岩梁重量比例系数，一般顶板条件下取2AhT:要求采场控制下沉量，限定定变形条件下Ah=1.3AhATAhA:采场支架在给定变形条件下的采场顶板下沉量AhL•SS:岩梁断裂触矸处的沉降值AS=h-M(K-1)AZAh:采煤的高度，取4mKA：岩梁触矸处冒落岩层碎裂系数，取1.33，煤碎裂系数取1.1。S=6-14.44*(1.3-1)=1.668mA△hA=LK*SA/Ce=5*1.668/20=0.417mP=1.3*M.y.C/K.L=1.3X10.63X2.7X20/(2X5)〜74.62BEEETK(t/M2)=0.746MPa支架抗阻的确定:顶板所需最小抗阻力（支护强度）为：PT=A+PE二A+PB（△hA/AhT）=0.468+0.746MPa=1.214MPaq=PT/n=1.214/0.9=1.348Zn-支护效率0.9（n—般取0.85〜0.95之间）g、支架工作阻力的确定P=q（L+L）BZKD式中P—支架工作阻力（kN）；Lk—梁端距0.6m；LD—顶梁长度4.4m；B—支架宽度1.75m。P=1.348X103X（0.6+4.4）X1.75〜11795kN计算支架所需支护强度为1.35MPa,工作阻力应不小于11795KN,鉴于此建议选用ZY12000/29/64型掩护式液压支架，支护强度1.35（f=0.2,平均）。、ZT12000/29/64型支架主要技术参数:支架形式：二柱掩护式高度：最低/最高：2900/6400mm支架中心距：1.75m平均支护强度：大于1.35MPa泵站压力：31.5MPa初撑力：7916KN柱径474/400mm宽度：最小/最大：1660/1860mm梁端距：W590毫米支护面积：7.589平方米工作阻力：12000KN重量：42.5T立井运输尺寸：5800X1660X4500mm整体大巷运输尺寸：7895X1660X2900mm第二节采煤机选型一、选型依据：根据我公司3#煤层平均厚度为6m,采煤机采高要满足煤层厚度的需求，和厂家深入交流后，太原矿山机械有限公司1800系列采煤机能满足我公司大采高的生产要求,故选择MG750（650）/1800（1600）型采煤机。二、主要技术参数：米咼范围：3.2-6.4m滚筒直径：3200mm摇臂长度：2899mm适应煤层倾角：W16。牵引力：726-305KN滚筒截深：850mm滚筒转速：26.32r/min机面高度：1994/1690mm适应煤层硬度：W4.5牵引速度：0-10.4-24.58m/s第三节刮板输送机选型一、选型依据：为了保证大采高综采工作面日单产能力达到20000吨,按我公司现使用的SGZ1000/2*855刮板机使用情况，对其增加一套驱动，链速由原来的1.35m/s提高至1.42m/s,运输能力由2000T/h提高至2500T/ho即刮板输送机型号为SGZ1000/2565将机头的端卸式改成侧卸式，机头部分与转载机机尾部分固定，整体推进，保证人员通过的安全性。二、主要技术参数：生产能力：2500t/h运输机长度：300米（©48X152大链）总装机功率：3X855KW电压等级：3300V链速：1.42m/s第四节转载机、破碎机、皮带机及负荷中心选型一、选型依据我公司放顶煤综采工作面中，转载机(SZZ1200/400)、破碎机(PLM3500)、皮带机(DSJ120/300/3X400)及负荷中心(PE3006C)使用效果良好，根据验算能满足大采高工作面生产能力的要求，故建议使用。二、主要技术参数：转载机：生产能力：3000t/h运输机长度：60米(卩38X137大链)总装机功率：400KW电源等级：3300KV破碎机：破碎能力：3500t/h总装机功率：250KW电压等级：3300V皮带机：生产能力：3000t/h胶带宽度：1300mm(非 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 )电压等级：1140V带速：5m/s负荷中心：型号：PE3006C容量：3150KVA电压等级：10KV/3.3KV第五节主运输系统选型我公司现主运输系统的运输能力为2500T/h,带速为4m/s,不能满足大采高工作面的生产能力，需对南翼1#、2#主皮带减速器进行更换，提速至5m/s，运输能力提升至3500T/h。第八章大采高在我公司存在问题第一节南风井提升系统及大巷尺寸需改造一、我公司初步选定大采高支架型号为ZY12000/29/64D,该支架整体重量为46.5吨，在下井时需摘去伸缩梁、一二级护帮及相关千斤顶，支架运输尺寸为5500X1660X5000mm（长X宽X高），罐笼运输重量为38.5吨，根据这一提升要求，北京设计院正在设计南风井提升方案。二、目前南风井轨道大巷尺寸为5.5X2.4m（宽X墙高），不能满足支架运输要求，对现掘巷道实行单线运输，未掘巷道断面设计为5.5X4.5m。井下车场弯道半径不能满足8m支架运输，需重新设计，保证支架运输三、由于支架尺寸较大，支架入井时须在下井前需摘去伸缩梁、一二级护帮及相关千斤顶，将支架装车下井；下井后，在井下安装硐室将支架进行组装，用无轨胶轮车将支架运输到制定位置。后附支架入井方案。第二节改造辅助运输系统由于大采高支架重量及外形尺寸都比较大（总重46.5T,高2.9米,宽1.66米,总长8米）,辅助运输方式确定成为一个难点,结合目前国内外先进辅助运输设备在大型矿井的使用情况,有单轨吊、卡轨车、无轨胶轮车三种辅助运输方式可供选择。一、单轨吊运输如果采用单轨吊运输，存在以下问题：1、单轨吊机车选型目前我公司使用的DZ1800单轨吊是国内外最大型号的单轨吊，该型号机车最大载重30吨，爬坡能力25°，目前的机车不能完成支架的整体运输，必须重新设计开发单轨吊机车和配套起吊设备，2、单轨吊轨道选型目前使用的I140V重型轨及配套吊具按照最大载荷30吨进行设计,如运输大采高支架必须重新开发设计轨道及配套吊具。3、巷道要求采用单轨吊运输，需要对单轨吊起吊梁吊点重新进行布置，要求巷道高度不小于4.6米。二、卡轨车运输目前我公司使用的KSD90型卡轨车最大载荷为34.5T（坡度W6度），也不能满足大采高支架的整体运输需要，所以采用卡轨车运输同样需要对卡轨车设备及轨道重新设计选型。三、胶轮车运输a、设备选型如果采用胶轮车运输，目前晋煤集团已经有部分矿井使用，设备能满足运输要求；b、巷道要求如果采用胶轮车运输，需要重新设计巷道断面,巷道底板全部进行硬化，并且需要施工相应的换装站等硐室。综合以上原因，建议辅助运输方式采用胶轮车运输。第三节工作面布置及回采过程中存在的问题一、大采高要求巷道断面大，掘进装备需更新目前18m2以下断面掘进采用EBZ120或EBZ160机组掘进与80皮带辅运方式，普通锚钻机完成支护。巷道4m以上（断面20m2及以上）需采用EBZ230及以上机组与1m皮带辅运，新型锚杆钻机（车）方可满足掘进需要。二、工作面采掘衔接紧张综采工作面按日产12刀计算，日推进度为10.5米,则掘进工作面5.4mX4.5m断面单头掘进必须大于10.5米/日。三、巷道支护问题5.4mX4.5m断面巷道高，在掘进时难度大，需购买新的锚杆钻机，另外，根据赵庄矿调研情况，在实体煤侧回采时底鼓、两帮收敛量达到1米左右，在回采过程中需提前拉底扩帮，二次利用的外圈巷道压力、收敛等将给支护带来严重挑战，现有的支护方式将不能满足要求，需加大永久支护及补强支护密度。四、煤墙片帮严重、过地质构造能力降低大采高将会导致煤墙片帮严重，而且顶板破碎、有夹矸等特殊地质条件，对大采高工作面影响大，而且不能采取上料管理顶板。对有地质改造段我们将采取提前预注浆的方式进行加固，这将大大增加矿井开采成本。第九章大采高优缺点及经济分析第一节大采高优缺点对比大采高优缺点如下表所示：序号优点缺点1单面单产高大米高220米工作面正规循环15刀，最高日产量2万吨，最高月产42万吨；我公司放顶煤最高日产7工作面采掘衔接紧张综米工作面按日产12刀计算，日推进度为10.5米,则掘进工作面5.4mX4.5m断面单头掘进必须大于10.5刀，产量1.4万吨。如我公司采用300米工作面大采高技术，按日产12刀计算，产量能达到2.4万吨，月产量可达60万吨。米/日。2机电事故率低大采高工作面只有部大溜，日常检修工作量小，机电事故率低；放顶煤工作面后溜出矸石量大，机电事故率高。巷道修复工程量大5.4mX4.5m断面巷道在实体煤侧回米时底鼓、两帮收敛量达到1米左右，在回采过程中需提前拉底扩帮。3作业环境得到改善大米咼工作面通风断面大，风速低，煤尘小，工人作业环境得到改善；而放顶煤工作面前后煤尘大，巷道断面小，风速高，降尘效果差。加固费用大幅增加采高达到6米时，工作面煤墙片帮量增加，赵庄矿综米工作面上半年注浆加固费用6500万，我公司综米工作面上半年注浆加固费用为2000万，仅此一项每年多增加成本9000万。4回采工艺简单大采高相对放顶煤，回采工艺简单，省去放顶煤、拉后溜、端头端尾联网上料、端头尾架棚支护、走转载机等回米工序。赵庄矿220米工作面每循环时间约为80分钟左右，按此计算，300米工作面每循环时间约为100分钟左右，而我公司300米工作面每循环时间约为200分钟。过地质构造能力降低顶板破碎、有夹矸等特殊地质条件，对大米咼丄作面影响大，而且不能米取上料管理顶板。从上表我们可以看出，大采高工艺主要优点是回采工艺简单及单面单产高，主要缺点是工作面采掘衔接紧张、过构造能力小、巷道支护、加固难度大。1、对采掘衔接紧张的问题，我们将实施双巷掘进，加大通风能力等方式保证掘进进度。2、在工作面顶板破碎段，利用检修班时间进行注浆加固；工作面有夹矸等时，采取放炮震碎夹矸等方法进行处理。3、为确保巷道支护，从掘进开始，加密支护，加强支护管理工作，并与各煤炭高校合作，分析压力显现情况，采用最合理的支护方式。第二节经济分析比较一、综采设备投入增加一套普通综放设备采购价为1.71亿元，而大采高设备采购价为2.984亿元，多出1.274亿元。大采高设备价格明细见下表。大采高综采工作面设备咨询价设备名称制造公司数量[.亠卜4咨询价技木参数刮板输送机西北煤机厂SGZ1000/25651部生产能力：2500t/h运输机长度：300米（Q48X152大链）总装机功率：3X855KW电压等级：3300V链速：1.42m/s3470万元转载机西北煤机厂SZZ1200/4001部生产能力：3000t/h运输机长度：60米（Q38X137大链）总装机功率：400KW350万元破碎机西北煤机厂PLM35001台破碎能力：3500t/h总装机功率：250KW电压等级：3300V98万元胶带输送机潞安机械公司DSJ120/300/3X4001部生产能力：3000t/h胶带宽度：1300mm电压等级：1140V带速：5m/s1200万元（含通讯系统）采煤机太矿煤机厂MG750(650)/1800(1600)1台总装机功率：1840KW电压等级：3300V采冋范围：3.26.4m1050万元乳化液泵站无锡威顺BRW400/31.5额定压力：31.5MPa额定流量：400L/min电机功率：250KW86.5万元二泵两箱负荷中心天津贝克3台型号：PE3006C容量：3150KVA电压等级：10KV/3.3KV370*3=1110万元液压支架潞安机械公司172组（包括端头架）中间支架型号：ZY12000/29/64支架形式：二柱掩护式柱径474/400mm咼度：最低/最咼：2900/6400mm宽度：最小/最大：1660/1860mm支架中心距：1.75m梁端距：至590毫米平均支护强度：大于1.37MPa支护面积：7.589平方米泵站压力：31.5MPa工作阻力：12000KN初撑力：7916KN重量：42.5T立井运输尺寸：5800X1660X4500mm整体大巷运输尺寸：7895X1660X2900mm172*130=22360万元喷雾泵无锡威顺2泵1箱额定压力：0T2.5MPa,流量：315L/min,电机功率：75KW14.8万元集控设备天津华宁公司1套102万元总计：29841.3万元、掘进成本增加我公司现在综采工作面巷道断面为4.8X3.6m，每支护1排成本价为4000元，若采用大采高，巷道断面为5.4X4.5m，每支护1排成本价为6500，综采工作面巷道按照1700m计算，掘进一条巷道支护成本价增加了425万元，工作面布置4条巷道，支护成本增加了425X4=1700万元。三、工作面巷道断面由4.8X3.6m增大到5.4X4.5m，即断面增大了7.02m2，每条巷道掘进时多出煤7.02X1700X1.39=1.66万吨，四条巷道多出煤6.64万吨，每吨煤按500元计算，则多增加经济6.64X500=3320万元，即0.332亿元四、我公司放顶煤资源回收率为85%，若采用大采高，资源回收率可以提高到96%，在不考虑丢失三角煤，S5202工作面可多采1296X280X6X1.39X（96%-85%）=33.3万吨。五、考虑到顺槽高度为4.5m，端头、尾将丢失三角煤，2X（10X1.5）*2X1.39X1296X0.93=2.51万吨，则工作面总共多出煤30.79万吨，每吨煤按500元计算，则多增加经济,30.79X500=3320万元，约1.54亿元六、若不上大采高，我公司上1000万吨产量，则需3个综采队，每个综采队需配4个掘进队，若上大采高，只需2个综采队，每个综采队配4个掘进队。即上大采高后，将少1个综采队4个掘进队，每年少花费工资2600多万元。七、根据以上数据，通过经济分析表进行分析放顶煤整套设备（亿元）大米咼整套设备（亿元）差额（亿元）每年2个采面计算（亿元）设备投入1.712.984-1.274-2.548掘进成本0.2720.442-0.17-0.