采矿学课程设计(放顶煤设计说明书及绘制设计图纸).doc

采矿学课程设计说明书学院： 班级：设计者：学号：指导教师：设计日期： 目 录序论- 1 -1 采区巷道布置- 3 -1.1 采区储量与服务年限- 3 -1.1.1 采区生产能力的选定- 3 -1.1.2 计算采区的工业储量、设计可采储量- 3 -1.1.3 计算采区服务年限- 4 -1.1.4 验算采区采出率- 5 -1.2 采区内的再划分- 6 -1.2.1 确定采煤工作面长度- 6 -1.2.2 确定采区内的区段数目- 7 -1.2.3 确定工作面生产能力- 7 -1.2.4 确定采区同采工作面数目及接替顺序- 8 -1.3 确定采区内准备巷道布置和生产系统- 8 -1.3.1 完善采区所需的开拓巷道- 8 -1.3.2 确定巷道布置系统- 9 -1.3.3 确定工作面回采巷道布置方式- 12 -1.3.4 确定通风系统- 12 -1.3.5 采区上、下部车场选型- 13 -1.4 采区中部甩车场线路设计- 13 -1.4.1 斜面线路联接系统参数计算- 14 -1.4.2 确定竖曲线相对位置- 15 -1.4.3 高、低道存车线参数确定- 16 -1.4.4 甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度- 17 -1.4.5 绘制甩车场平面图和坡度图- 19 -2 采煤工艺设计- 19 -2.1 采煤工艺方式的确定- 19 -2.1.1 采煤与装煤- 20 -2.1.2 工作面设备选型- 22 -2.1.3 运煤- 25 -2.1.4 采空区处理- 27 -2.2 工作面合理长度确定- 27 -2.2.1 煤层地质条件- 27 -2.2.2 工作面生产能力- 27 -2.2.3 运输设备及管理水平- 28 -2.2.4 顶板管理- 28 -2.2.5 经济合理的工作面长度- 28 -2.3 采煤工作面循环作业图表的编制- 29 -2.3.1 循环作业图表- 29 -2.3.2 劳动组织表- 29 -2.3.3 技术经济指标表- 29 -3 课程设计总结- 30 -参考文献：- 31 -图表目录图 1 设计采（带）区综合柱状图- 2 -图 2 采区工作面划分示意图- 6 -图 3 双岩石上山示意图- 9 -图 4 双煤层上山示意图- 9 -图 5 一煤一岩上山示意图- 10 -图 6 上下区段同时生产时的通风系统- 13 -图 7 中部甩车场线路计算草图- 14 -图 8 斜面平行线路联接- 15 -图 9 线路设计图（平面图，坡度图）- 19 -图 10采煤机进刀方式图- 21 - 表 1 煤层工作面接替顺序表- 8 -表 2 掘进费用表- 10 -表 3 维护费用表- 11 -表 4 辅助费用表- 11 -表 5 费用总汇表- 11 -表 6 技术经济比较表- 12 -表 7 煤层赋存条件- 22 -表 8 工作面主要设备- 22 -表 9 采煤机主要技术特征- 22 -表 10 后刮板输送机主SGZ-630/220型主要技术特征- 23 -表 11 前刮板输送机SGZ-764/3200型主要技术特征- 24 -表 12 液压支架主要技术特征表- 25 -表 13 端头支架主要技术特征见表- 26 -公式目录 （公式1-1）- 3 - （公式1-2）- 4 - (公式1-3)- 4 - （公式1-4）- 5 - （公式1-5）- 6 - （公式1-6）- 7 - (公式1-7)- 7 - (公式2- 1)- 20 -（0.150.21） （公式2-2）- 21 - （公式2- 3）- 26 -（所乘1.1为掘进出煤系数） （公式2-4）- 28 -采矿学课程设计 蔡武 01060063序论一、设计目的 1、初步应用采矿学课程所学的知识，通过课程设计加深对采矿学课程的理解。2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。二、设计题目1、设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山阶段某采（带）区自下而上开采、和 煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性的综合柱状图如图1所示。该采（带）区走向长度3000m，倾斜长度1100m，采（带）区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层属简单结构煤层，硬度系数，和煤层属中硬煤层，各煤层瓦斯涌出量也较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。设计矿井的地面标高为+30m，煤层露头为-30m。第一开采水平为该采（带）区服务的一条运输大巷布置在煤层底版下方25m处的稳定岩层中，为满足该采（带）区生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由设计者自行决定。 2、设计题目的煤层倾角条件（1）、设计题目的煤层倾角条件1煤层倾角条件1：煤层平均倾角为12（2）、设计题目的煤层倾角条件2煤层倾角条件2：煤层平均倾角为16柱状厚度（m）岩性描述8.60灰色泥质页岩，砂页岩互层8.40泥质细砂岩，碳质页岩互层0.20碳质页岩，松软6.90煤层，4.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80灰色砂质泥岩3.00煤层，4.60薄层泥质细砂岩，稳定3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.20煤层，煤质中硬，。3.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度。24.68灰色中、细砂岩互层图 1 设计采（带）区综合柱状图三、课程设计内容1、采区或带区巷道布置设计；2、采区中部甩车场线路设计或下部平车场（绕道线路和装车站线路）线路设计；3、采煤工艺设计及编制循环图表。四、进行方式学生按设计大纲要求，任选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用采矿学所学知识，每个人独立完成一份课程设计。设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。五、设计说明书内容本人此次课程设计在遵循原有设计条件下选择采区准备方式进行设计，煤层平均倾角为16，生产能力为90万。1 采区巷道布置1.1 采区储量与服务年限1.1.1 采区生产能力的选定采区生产能力选定为90万。1.1.2 计算采区的工业储量、设计可采储量（1）采区工业储量 （公式1-1）式中： 采区工业储量，万t； 采区倾斜长度，1100m； 采区走向长度，3000m； 煤的密度，1.30； 煤层煤的厚度，为6.9m；煤层煤的厚度，为3.0m；煤层煤的厚度，为2.2m。万t万t万t万t（2） 设计可采储量 （公式1-2）式中：设计可采储量，万t； 工业储量，万t； 永久煤柱损失量，万t；根据采矿学P209所述及设计题目中的条件，包括采区边界煤柱的损失，上山煤柱损失和保护大巷煤柱损失，即上边界永久煤柱，取10m，下边界护大巷煤柱30m，左右边界永久煤柱，各取10m和上山煤柱30+20+30=80m。采区采出率，厚煤层取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%，这里，。万t万t万t万t万t万t万t1.1.3 计算采区服务年限 (公式1-3) 式中： 采区服务年限，年； 采区生产能力，90万t； 设计可采储量； 储量备用系数，取1.4。年年年 年 1.1.4 验算采区采出率 （公式1-4）式中： 采区采出率，% ； 煤层的工业储量，万t ； 开采损失，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中的落煤损失，万t 。 (1) 对于厚煤层，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中的落煤损失：满足要求。(2) 对于中厚煤层，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中的落煤损失：满足要求。(3) 对于中厚煤层，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中的落煤损失：满足要求。1.2 采区内的再划分以首采面煤层设计为例。1.2.1 确定采煤工作面长度由已知条件知：该煤层左右边界各有10m的边界煤柱，上山保护煤柱80m，上部留10m防水煤柱，下部留30m护大巷煤柱，故其煤层倾向共有：m的长度，走向长度m。地质构造简单，煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小。且现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。又知，一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素，巷道宽度为4m4.5m，本采区选取4.5m，且采区生产能力为90万t/a，采用沿空掘巷方式，区段间留较小煤柱，取5米，如图2所示。图 2 采区工作面划分示意图采区倾斜长度可用如下公式表示： （公式1-5） 式中：采区倾向长度，1100m；区段数目，拟定8个；工作面长度，m；上部边界煤柱，取10m； 区段煤柱，取5m； 回采巷道宽度，为4.5m； 护大巷煤柱宽度，取30m；因此，求得工作面长度：1.2.2 确定采区内的区段数目回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁法开采。工作面数目： （公式1-6）式中：采区倾向长度，1100m； 采区边界煤柱宽度10+30m；工作面长度，119m；两回采巷道宽度，为9m。于是，取8。1.2.3 确定工作面生产能力采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度。参照采矿学P208，可知一个采煤工作面的生产能力可由下式计算： (公式1-7)式中：工作面生产能力，万； 采煤工作面长度；119m； 工作面年推进度，（截深0.8m，每天进4刀）； 放顶煤工作面采放高度，6.9m。 煤的密度，1.3工作面采出率，根据采矿学P139可知，综放面的采区率平均达到81%83%，取81%。于是，万t1.2.4 确定采区同采工作面数目及接替顺序目前，煤炭企业生产系统向高产高效集中化生产的方向发展，新建大型化矿井均朝 “一矿一井一面”的设计思想改革，采用提高工作面单产，用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力，故为适应现阶段煤炭行业的指导规范，本采区设计煤层采煤工作面。其工作面接替顺序见表1。表 1 煤层工作面接替顺序表1101停采线80m110211031104110511061107110811091110111111121113111411151116煤层工作面接替顺序：1101110211031104110511061107110811091110111111121113111411151116注：箭头表示回采工作面的接替顺序。1.3 确定采区内准备巷道布置和生产系统1.3.1 完善采区所需的开拓巷道为了缩短采区准备时间并提高经济效益，根据所给地质条件，在第一开采水平中，把为该采区服务的运输大巷和回风大巷均布置在煤层底板下方25m的稳定岩层中。1.3.2 确定巷道布置系统首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，无断层，煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，无自然发火倾向，直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置图所示工作面接替顺序，就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。确定采区巷道布置系统， 采区内有三层煤，采用联合布置，首采面煤层布置8个工作面，根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较(由于，煤层在我的设计中相同，所以仅以煤层为例说明)。方案一：双岩石上山参照采矿学P198，将两条上山都布置在煤层底板岩石中，其中运输上山布置在距离底板15m处，轨道上山布置在运输上山上方5m，即距离煤层10m处。如图3所示。图 3 双岩石上山示意图方案二：双煤层上山将两条上山都布置在K3煤层中。如图4所示。图 4 双煤层上山示意图方案三：一岩一煤上山将两条上山分别布置在煤层的底板和煤层中，运输上山布置在距离煤层底板5m处，轨道上山布置在煤层中。如图5所示。图 5 一煤一岩上山示意图1.3.3 方案间技术经济比较表 2 掘进费用表方案工程名称单价方案一方案二方案三工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）1578416.590.000.0011001.2=1320208.30煤层上山（m）12840.000.00338.9811001.2=1320169.49煤仓(元/m3)14427.090.000.009.03甩入石门(元/m)115240.120.000.000.000.00合计483.80338.98386.82表 3 维护费用表方案工程名称单价方案一方案二方案三工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）40264029=76560306.240.000.00132029=38280153.12煤层上山（m）900.000.00264029=76560689.04132029=38280344.52甩入石门(元/m)80348.329=10100.780.810.000.000.000.00合计387.05689.04497.64表 4 辅助费用表 方案工程名称单价方案一方案二方案三工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）煤仓(元/m3)9511881.5178.930.000.00627.259.65甩入石门(元/m)951348.333.120.000.000.000.00合计221.050.0059.65表 5 费用总汇表 方 案费用项目方案一方案二方案三掘进费用483.80338.98386.82维护费用387.05689.04497.64辅助费用221.050.0059.65费用总计1091.91028.02944.11百分率115.65%108.89%100%表 6 技术经济比较表方案一方案二方案三优 点两条上山均布置在演示中，巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易两条上山均布置在同一煤层中，降低了出矸量，提高了煤炭的生产率，掘进容易兼有方案一和二的优点，维护较容易缺 点岩石工程量大，掘进费用高，工期长维护困难，受采掘影响较大增加了岩石工程量，降低了生产率，增加了掘进成本综上所述，方案二、方案三在技术可行，经济上有利，又考虑到采区服务年限不长，双煤上山的管理比较容易，掘进速度快，有利于迅速达产，故选择方案二，即双煤上山的煤层群联合布置的准备方式其示意图如图4所示。工作面推进位置的确定：在采区巷道布置中，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量安全为准，工作面应推进到距上山30m处停采线位置处，即为避开采掘影响对上山的影响而留设的30m保护上山煤柱处。1.3.4 确定工作面回采巷道布置方式已知采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，同时，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。因此有利于综合机械化作业，可以充分发挥综采高产高效的优势。同时，为减小煤柱损失，提高采出率。综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷掘进方式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，即好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。说明：在采区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置应以达到采区设计产量及安全为准。工作面推进到距回风大巷10m处的位置，即为避开采掘残余支承压力影响所留设的10m护巷。1.3.5 确定通风系统采用双巷掘进时，可以很好的解决两个工作面以上同时生产的情况。第一区段和第二区段同时生产时的通风系统如图6所示，即在采区上山附近，第二区段工作面的回风平巷中设风门，隔开第一区段工作面的进风，在中部车场附近开掘回风斜巷与运输上山相通，第二区段工作面的污风由回风平巷经运输上山进入回风井。图 6 上下区段同时生产时的通风系统其通风系统为：第二区段工作面：21143第二区段工作面（污风）51715第二区段工作面：286第一区段工作面（污风）797151.3.6 采区上、下部车场选型(1)考虑到采区上部车场有车辆运行顺当、调车方便等优点和有通风不良，有下行风的缺点，确定采用上部平车场。(2)由于运输大巷布置在煤层底版下方25m处的稳定岩层中，采区生产能力较大，故下部车场可选择大巷装车式下部车场。1.4 采区中部甩车场线路设计该采区开采近距离煤层群，倾角为，铺设600mm轨距的线路，轨形为15，采用1t矿车单钩提升，每钩提升3个矿车，甩车场存车线设双轨道。本设计线路布置采用“道岔道岔”系统斜面线路二次回转方式，为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图7所示。图 7 中部甩车场线路计算草图1.4.1 斜面线路联接系统参数计算(1) 道岔选择及角度换算由于是辅助提升，故两个道岔均采用DK615-4-12(左)道岔。道岔参数为：；。 已知斜面线路二次回转角，于是可计算得：一次回转角的水平投影角为： (为轨道上山倾角16) 二次回转角的水平投影角为： (为轨道上山倾角16)一次伪倾斜角为： 二次伪倾斜角为：（2）斜面平行线路联接点各参数确定斜面平行线路联接图如图8所示，本设计采用中间人行道，线路中心距定为1800mm。为简化计算，斜面联接点线路中心距取与同值。斜面联接点曲线半径取为9000mm，各参数计算如下：图 8 斜面平行线路联接（3）斜面非平行线路联接点各参数确定1.4.2 确定竖曲线的相对位置(1) 竖曲线各参数计算取高道的平均坡度，；取低道的平均坡度，；取低道竖曲线半径；暂定高道竖曲线半径。两竖曲线均在二次伪斜角上起坡，公式中应以代入。高道竖曲线各参数计算：低道竖曲线各参数计算：(2) 最大高低差H的计算辅助提升时，储车线长度按2钩车长度考虑，每钩车提1吨矿车3辆，故高、低道储车线长度各不小于。现暂取12m，起坡点间距暂设为零，计算得： 暂定储车线长度及起坡点间距是为了计算高低差。该二暂定数值以后以计算结果为准。(3) 竖曲线的相对位置L1及L2值计算按公式计算得： 代入数据计算得，计算得负值表明低道起坡点超前于高道起坡点。其间距基本满足要求，说明前面所取为20m为合适。1.4.3 高、低道存车线参数确定(1) 闭合点O的位置计算 设低道的高差为，则式中，解上二式得 (2) 计算储车线长度 高道储车线长度为11000；低道储车线长度为11000+1205=12205。由于储车线处于曲线段，低道处于外曲线，外曲线与内曲线弧长之差为。则低道储车线总长度为12205+1915=14120，但具有自动滚行的长度仍为12205，线段长度1915应为平坡，并位于闭合点之前。(3) 平曲线各参数计算 取平曲线内半径平曲线外半径平曲线转角 (4) 计算储车线直线段长度d为低道储车线总长，等于14151；为平、竖曲线间插入段，取2000mm即为在平曲线终止后，接709mm的直线段，然后接储车线第三道岔的平行线路联接点。(5) 计算储车线单开道岔平行线路联接点长度储车线道岔选为DK615-4-12,参数同前。则1.4.4甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度计算(1) 总平面轮廓线尺寸m2、n2计算代入数值计算可得：，(2) 纵断面线路的各点标高计算设第二道岔岔心的标高2点标高3点标高；4点标高5点标高；6点标高；7点标高验算标高是否闭合。1点与7点高差为：代入数值计算得。计算结果与7点标高相同，故标高闭合，计算无误差。1.4.5 绘制甩车场平面图和坡度图图1-12 车场坡度图图 9 线路设计图（平面图，坡度图）2 采煤工艺设计2.1 采煤工艺方式的确定选取首采面第一煤层，即煤层为对象，进行采煤工艺设计。由于煤层厚度为6.9米，属于厚煤层，硬度系数，结构简单，无断层，瓦斯涌出量较低，涌水量也较少，故可用综合机械化采煤工艺，进行综采放顶煤开采。综采放顶煤工艺有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；工作面块煤量与机采割煤相比有所增加。采煤工艺：工作面利用双滚筒采煤机破煤、装煤，刮板输送机运煤，液压支架进行支护，其上下端头用端头支架进行支护，并在上下顺槽中加强支护。2.1.1 采煤与装煤（1） 确定落煤方式 采用综合机械化放顶煤开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。（2） 确定截深 (公式2- 1) 式中：日推进度，m/天； 工作面设计生产能力，t/天 ； 工作面长度，m； 煤层厚度，m； 综放面采出率，取0.81； 煤得容重，； 将数据带入可得：m选择滚筒截深800mm，日进四刀，采用“三八制”，两采一准备的工作制度。（3） 确定进刀方式进刀方式：采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式。进刀长度30 m，进刀深度0.8 m。采煤机进刀示意图如图10所示，进刀过程如下：（a）当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤(如图a所示)；（b）调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直(如图b所示)；（c）再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处(如图c所示)；（d）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤(如图d所示)。图 10采煤机进刀方式图（4） 确定采放比由采矿学P122中介绍，我国缓斜煤层煤质中硬以下，节理发育，采放比1：11:2.4为宜，即采高2.53.0m，放煤高度3.07.2m，采放高度5.510.2m。参照本设计条件，选择采高2.3m，放煤高度4.6m，因此确定采放比1:2。（5） 确定放煤步距 根据我国放顶煤放顶步距根据经验公式得：（0.150.21） （公式2-2）式中：放煤口至煤层底板的垂高，选用低位放顶煤，取0.5m；放煤步距，m；煤层厚度，m；M采煤机割煤高度，m；则： d =0.2（6.9-2.3）-0.5 =0.8（m）结合矿区实际生产经验，采煤机截深0.8m，本设计采用“一采一放”，即采一刀放一次顶煤。（6） 确定放煤方式按照综采放顶煤采煤法生产工艺，放煤方式可分为：单轮顺序放煤、多轮顺序放煤和单轮间隔放煤以及多轮间隔放煤。结合煤层的赋存条件、煤层结构、顶底板岩性等，本带区内工作面采用单轮间隔放煤，这种放煤方式扩大了放煤间隔，避免了邻近放煤漏斗的矸石窜入放煤口，减少混矸，也便于增加出煤点和多口放煤，提高工作面产量和加快放煤速度，提高设备开机率，从而达到高产高效的目的。2.1.2 综采工作面设备选型工作面选型的主要依据见表7。表 7 煤层赋存条件煤层厚度倾角硬度瓦斯浓度矿井生产能力6.9m1623低90万t/a根据工作面的关键参数，查综采综掘高档普采设备类型配套图集选用编号为ZFS4400/16/28的配套设备，见表8。表 8 工作面主要设备采煤机前（后）刮板输送机工作面液压支架MG200/490-WSGZ764/3200SGZ630/220ZFS4400/16/28（1）采煤机的技术特征采煤机技术特征见表9。表 9 采煤机主要技术特征项目单位技术特征型号MG200/490-W采高m1.93.8适应媒质硬度F4煤层倾角40截深mm800滚筒直径m1.6/1.8/2.0牵引方式电池互换、无链牵引力KN550、450牵引速度m/s05.4、6.6链条规格销轮齿轨滚筒中心距mm6220机面高度mm1450卧底量mm264电型号YSKBC300/300动功率KW490机台数台1电压VV1140冷却方式电机牵引、截割、摇臂均水冷喷雾灭尘方式内外喷雾控顶距mm2445最小不可拆卸件尺寸mm326012751039总重T41设计单位上海煤研院生产厂家鸡西煤机厂（2）刮板输送机选型刮板输送机选型原则：（a）刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力，一般取1.22.5倍；（b）牵引方式要跟采煤机相配套。根据以上原则，选用SGZ-764/3200型前部刮板输送机，后部刮板输送机同样选用SGZ-630/220型，其技术特征见表10，表11。表 10 后刮板输送机主SGZ-630/220型主要技术特征项目单位技术特征设计长度m200出厂长度m150运输能力t/h700链速m/s0.95电动机型号YSB-160功率KW2160电压V1140减速器速比1：39.73布置方式平行布置中部槽规格（长宽高）mm1500730222圆环链规格mm30180-c圆环链破断负荷KN1107.4刮板链形式中双链刮板间距mm1080与采煤机配套牵引方式无链总重t170.8生产厂家张家口厂表 11 前刮板输送机SGZ-764/3200型主要技术特征项目单位技术特征设计长度m200出厂长度m150运输能力t/h900链速m/s1.1电动机型号YBRYSS100/200-8/4功率KW200电压V1480减速器速比1：27.635布置方式平行布置中部槽规格（长宽高）mm1500764222圆环链规格mm2692-c圆环链破断负荷KN1107.4刮板链形式准双边链刮板间距mm920与采煤机配套牵引方式无链总重t170.8生产厂家张家口厂（3）支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，选用成套设备中的ZFS4400/16/28型液压支架和ZZ4800/20/30型端头支架。由于端头支架中心距2.2m，液压支架中心距1.5m，巷道宽度4.5m，考虑到巷道两帮变形，则上下两端各需端头支架数量为2架，即需要4架端头支架。工作面所需支架数量为： 架取N2=79架，即工作面所需液压之间数量为79架。则一个工作面共需要液压支架的数量为：N=N1+N2=4+79=83架。支架技术特征见表12。表 12 液压支架主要技术特征表序号参数类型参数值序号参数类型参数值1型号ZFS4400/16/288中心距1500mm2型式支撑掩护式9外形尺寸447014301600mm3放煤形式低位放煤10支护强度0.8020.829Mpa4运煤方式双输送机运输11适应煤层倾角255高度1.6-2.8m12供液泵压31.4Mpa6工作阻力4315 kN13支架重量13.5t7初撑力3922 kN14设计单位北京开采研究所2.1.3 运煤（1） 确定移架及推溜方式 根据本煤层的地质条件，顶底板较稳定。为减轻工人劳动强度，移架用依次顺序移架，滞后采煤急后滚筒23架追机作业。这种方式容易保证移架和支护质量，操作简单，但是移架得速度慢，适用与顶板稳定性好的采煤工作面。由于顶煤较弱，应该采用及时支护，以防顶煤冒落，如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打出护帮板。推溜采用单向依次推溜与移架相配合。（2） 确定支护方式端头是工作面与顺槽的交接处，起特点是跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。上下顺槽受回采影响，压力增大，不易支护。决定采用端头液压支架。其优点是支护方便、安全；为转载机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。端头选用的支架型号为：ZZ4800/20/30型中置式端头支架。其技术特征见表13。表 13 端头支架主要技术特征见表序号参数类型参数值序号参数类型参数值1型号ZZ4800/20/308中心距2200mm 2型式支撑掩护式9外形尺寸547019302030mm3放煤形式开天窗10支护强度0.87Mpa4运煤方式双输送机运输11适应倾角255高度2.032.98m12供液泵压31.5Mpa6工作阻力4704 kN13支架重量15.57t7初撑力3920 kN14设计单位北京煤机厂（3）确定超前支护方式及距离顺槽超前支护布置形式采用钢带下套打单体支柱，每排3根支护，打柱范围从工作面煤壁算起，保证每班超前支护距离不小于30m，生产班随循环推进，将排头支架前回掉的单体支柱向前打，使超前支护始终不小于30 m。要求：每排三根，柱子间要保证不小于0.7m的人行通道，同时，又不影响转载机推拉，柱子用铁丝连锁防倒，超前支护距离在顺槽中不得低于30m。（4） 确定控顶距离 设计选用采煤机截深0.8m，端面距200mm，支架的顶梁长度为3250mm，因此最小控顶距为3450mm，最大控顶距为4250mm。（5） 支架高度与强度校核 （a）支架工作阻力校核结合经验和本设计实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的8倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算： （公式2- 3）式中：k采高的倍数，这里取8；H工作面采高，2.3m；R顶煤与顶板岩石密度，这里取2.35 t/m3；S支架的支护的面积，取6.39m3；F计算工作阻力，kN。F82.32.359.86.391000= 2707.8kN4315KN根据ZFS4400/16/28型放顶煤液压支架的特征表可知，工作阻力为4315KN。经演算，工作面阻力P不大于支架额定工作阻力，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。（b）支架初撑力校核对于老顶来压强烈的工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作阻力的75%为宜。则：P0=75%4315 = 3236kN 由液压支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为3922kN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。（c）支架高度校核在实际使用中，一般所选用的支架得最大结构高度比采高大200mm，最小高度比最小采高小200300mm。已知所选用得支架ZFS4400/16/28的最大结构高度为2.8m，采高为2.3m，则有1=2.8-2.3=500mm200mm，满足要求；2=1.9-1.6=300mm200mm，满足要求；故所选支架高度满足工作要求。2.1.4 采空区处理采用全部垮落法处理采空区，如果较长距离顶板不垮落，则采用强制放顶处理采空区。2.2 工作面合理长度确定2.2.1 煤层地质条件 该采区上山阶段煤层埋藏稳定，地质构造简单，无断层，煤层属简单结构煤层，硬度系数；和煤层属中硬煤层，煤层瓦斯涌出量低，无自然发火倾向，涌水量小，一般综采工作面取150200m，由于本设计的生产能力较小为90万t/a，再结合采区的地质条件又好，故工作面取为119m。2.2.2 工作面生产能力 工作面设计生产能力为90万t/年，正规循环采用每天进4刀，一刀一放。每刀进800mm，一个工作面就可满足采区设计生产力要求。（所乘1.1为掘进出煤系数） （公式2-4）式中：工作面长度，取119m；工作面日推进长度，=40.8=3.2；采高，放顶煤时为每次采放总厚度，取6.9m；煤层容重，取1.3t/m3；工作面回采率，采2.6m放4.3 m， 取0.81；工作面日产量， t/d。采区设计生产为90万t/a，工作面日产量大于工作面设计日产量，能满足采区的产量要求。2.2.3 运输设备及管理水平采区工作面生产所选用的设备均为国内先进的生产设备，工作面选用200m的刮板输送机能满足工作面的运输要求。同时考虑到当前采矿界管理人员知识化、专业化、年轻化，所以工作面长度为119m在管理上是没有问题的。2.2.4 顶板管理该采区顶板较稳定，一刀一放，采用及时支护，可有效控制顶板冒落等不安全因素，采用全部垮落发处理采空区，如长距离顶板不垮落，可采用人工强制放顶的方法处理顶板问题。考虑到本工作面的瓦斯涌出量较低，119m长的工作面通风问题能够解决。2.2.5 经济合理的工作面长度工作面的合理长度与地质因素和技术因素的关系十分密切，直接影响工作面的生产效率，现在煤矿都向 “一矿一井一面”的高产高效集中化方向发展，一个工作面就可满足采区，甚至是一个矿井的设计生产能力需要。合理的工作面长度不仅生产成本低，而