采矿学课程设计说明书--矿1.5Mt-a采区设计.doc

I 采 矿 学 课程设计说明书 姓名：秦德鑫秦德鑫 学号：201010014213201010014213 班级： 采矿采矿 B102B102 题目： 林西矿 1.5Mt/a 采区设计 评语： 指导教师： 赵启峰赵启峰 职 称： 讲师讲师 2013 年 7 月 11 日 II 设计感受 回顾起此课程设计，至今我仍感慨颇多，从理论到实践，在这段日子里， 可以说得是苦多于甜，但是可以学到很多很多的东西，同时不仅可以巩固 了以前所学过的知识，而且学到了很多在书本上所没有学到过的知识。通 过这次课程设计使我懂得了理论与实际相结合是很重要的，只有理论知识 是远远不够的，只有把所学的理论知识与实践相结合起来，从理论中得出 结论，才能真正为社会服务，从而提高自己的实际动手能力和独立思考的 能力。在设计的过程中遇到问题，可以说得是困难重重，但可喜的是最终 都得到了解决 课程设计是我们专业课程知识综合应用的实践训练，着是我们迈向社会， 从事职业工作前一个必不少的过程 ”千里之行始于足下” ，通过这次课程 设计，我深深体会到这句千古名言的真正含义我今天认真的进行课程设 计，学会脚踏实地迈开这一步，就是为明天能稳健地在社会大潮中奔跑打 下坚实的基础 在此感谢我们的赵启峰老师.，老师严谨细致、一丝不苟的作风一直是我 工作、学习中的榜样；老师循循善诱的教导和不拘一格的思路给予我无尽 的启迪；这次采矿设计的每个细节，都离不开老师您的细心指导。而您开 朗的个性和宽容的态度，帮助我能够很顺利的完成了这次课程设计。 同 时感谢对我帮助过的同学们，谢谢你们对我的帮助和支持，让我感受到同 学的友谊。 由于本人的设计能力有限，在设计过程中难免出现错误， 恳请老师们多多指教,我十分乐意接受你们的批评与指正，本人将万分感 谢。 III 目目 录录 1.矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征1 1.1 矿区概述1 1.2 井田地质特征2 1.2.1 井田地形及勘探程度3 1.2.2 井田煤系地层2 1.2.3 井田地质构造6 1.3 煤层特征7 1.3.1 可采煤层情况7 1.3.2 煤的物理性质 7 1.3.3煤的围岩特性7 1.3.4 煤的特征 8 1.3.5 瓦斯和煤尘 9 2 采区采区境界及储量境界及储量9 2.1 境界9 2.2 工业储量9 2.3 可采储量10 2.3.1 永久煤柱留设10 3 采区参数采区参数11 3.1 倾斜长度11 3.2 走向长度11 3.3 生产能力11 3.4 采出率11 3.5 煤柱尺寸12 3.6 煤仓容量12 4 采区巷道布置采区巷道布置13 4.1 采区巷道布置13 4.1.1 采区准备方式的确定13 4.1.2 工作面推进方向的确定13 4.1.3 采区开采顺序14 4.2 生产系统15 4.2.1 运煤系统15 4.2.2 辅助运输系统15 4.2.3 通风系统15 4.2.4 排矸系统15 4.2.5 供电系统15 4.2.6 供水系统15 4.2.7 排水系统15 4.2.8 巷道掘进15 5 采煤方法采煤方法15 IV 5.1 采煤方法和回采工艺15 5.1.1 地质概况及煤层赋存15 5.1.2 采煤方法的确定16 5.1.3 采高及截深16 5.1.4 综采工作面的设备选型及配套16 5.2 回采工艺23 5.2.1 回采工艺方式23 5.2.2 采煤工艺23 5.3 生产组织方式24 5.3.1 劳动组织及循环图表+ 24 6 主要技术经济指标主要技术经济指标25 6.2 要技术经济指标25 参参 考考 文文 献献26 林西矿 1.5Mt/a 采区设计 1.1.矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征 1.1 矿区概述 开滦林西矿位于蓟玉煤田林南仓井田范围内，地理座标为东经 117.37，北纬 39.50。东北距玉田县 12 公里，井田范围内交通四通发达，电力充足，北邻京哈公路，京秦铁路，紧邻唐玉宝公路旁边，京 沈高速公路穿境而过，井田内有通往下仓的铁路（矿区专用） 。西距北京 120 公里，南距天津新港 120 公里，东距秦皇岛港 190 公里，地理位置优越。林南仓矿业公司交通位置示意图(见图 1-1-1)。 图图 1-1 地理交通位置图地理交通位置图 本区北枕燕山余脉，距螺山峰山只有十余公里，南为华北大平原，全区被新生界地层覆盖，区内 地形平坦，地势由北向南逐渐低下，地表标高介于+1.00 米至+6.00 米之间，区内无河流，仅井田北部 有一较大积水洼地后湖，盛产芦苇，呈沼泽状态。 本区属大陆性风气候，降水多集中在 6、7、8 月份，最大年降水量 898.1 毫米，最小年降水量 452.4 毫米。年最大蒸发量 2186.8 毫米，年最小蒸发量 1670.4 毫米。最高气温 40.3C，最低气温- 22.9C，最大冻土深度 780 毫米。 林南仓井田位于河北省玉田县林南仓镇附近，地处京津唐秦中心地带，林南仓镇位于玉田县西南 部，总面积 40 平方公里，耕地 25600 亩，镇辖 21 个行政村，总人口 20492，现有私营企业 48 家，个 体企业 303 家，形成了以建筑、冶金、造纸、机械化工、运输、建材、皮革、酿酒为主的九大骨干行 业。 林西矿的地面供水可划分为三个部分，即以东六家属区生活应用水为主体的东六供水系统，以生 产和生活供水为主的工业广场供水系统以及风井生产用水为主的风井供水系统，它们各自称为独立的 系统，互不影响，不相干涉，从而构成了林西矿的三大供水系统。前两个系统供水量大，对水质的要 求也较高。 东六供水系统服务对象主要是居民的日常生活，日平均耗水量 150m/h，供水水源井位于东六生 活区内，距离工业广场中心 3 公里。 供电网位于林南仓镇东 5 公里，供电条件能满足生产和生活的需要。 3.采区参数 School of Safety Mining, North China Institute of Science V工作面年推进长度，m; M煤层采高或放顶煤工作面的采放高度； 煤的密度；t/m3; Cm工作面采出率，薄煤层取 0.93,中厚煤层取 0.95，厚煤层 0.97。 3.4 采区采出率 采区内留设的煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，致使煤炭资源有 一定损失。因此采取实际采出的煤量低于实际储量。采区内采出的煤量与采区内工业储 量之比的百分数称为采区采出率，计算公式如下： 采区采出率=采区实际采出煤量 / 采区工业储量100% 采区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占 3%；采区内区段煤柱不可回收部分损 失等。 根据煤炭工业设计规范规定：采(带)区采出率厚煤层不低于 0.75，中厚煤层不低 于 0.8，薄煤层不低于 0.85。设计首采采区采出率为 86%，符合煤炭工业设计规范的规 定 。 3.5 煤柱尺寸 采区内的煤柱一般有上下山煤柱，区段煤柱，大巷煤柱。在本采区内上下山煤柱定为 40m，区段煤柱定为 20m，大巷煤柱定为 40m。此外还有隔离煤柱，其中断层煤柱为大 断层取大于 30m，中型断层取 1015m，小断层取 10m 左右。采区边界煤柱取 10m。 林西矿 1.5Mt/a 采区设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science Q0防煤仓漏风煤量，t; L工作面长度，m; M采高，m; B采煤机滚筒截深，1m; 煤的密度，m; C0工作面采出率; KT同时生产工作面系数,取 1； n 采区内同采的工作面数。 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 14 4 采区巷道布置 4.1 采区巷道布置 4.1.1 采区准备方式的确定 根据该采区的地质条件和煤层赋存条件，及考虑到倾角小于 12时优先选用倾斜 长壁采煤法的原则，确定本矿井设计首采采区采用倾斜长壁俯斜后退式（上山条带） 巷道布置方案。 该种设计的优点有： 1)巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快。倾斜长壁采煤法回采工作面 两端的巷道直接与运输大巷和回风大巷相连，取消了采区上山等巷道的掘进，可以节 省巷道 1520的掘进。 2)运输系统简单，占用设备少，运输效率高，运输费用低。工作面出煤经分带斜 巷直达运输大巷，运输环节少。 3)可以使采煤工作面保持等长，减少了因工作面长度变化给生产带来的不利影响， 对综采非常有利。 4)通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也 相应减少，成本低。 根据煤层特点和选用的采煤工艺方式采用工作面双巷布置，有两条运输斜巷，其 中一条皮带斜巷，一条辅助运输斜巷，均沿煤层倾向布置。前一个采区辅助运输斜巷 和下一皮带运输斜巷之间还设有联络巷道，之间留 20m 的煤柱，方便两行之间的联络 和掘进时的通风。 图图 4-14-1 采区巷道布置采区巷道布置 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 15 4.1.2 工作面推进方向的确定 1）按中线掘进与腰线掘进 采区平巷总的延伸方向是煤层走向方向，坡度相对较小，除在巷道设计、施工时 要加以注明外，一般都以平巷对待，实际上区段平巷并不是水平的，在局部地方可能 与每层走向斜交，为便于排水和有利于矿车运输，可按照 0.3%1%坡度布置和掘进； 有些情况下为满足采煤工艺和合理的巷道布置要求，坡度可能变化更大。 区段平巷掘进时用中线控制巷道延伸方向，用腰线控制巷道的坡度和高低。 2）按中线掘进和腰线掘进的特点 按腰线掘进，保持有利于排水和轨道、矿车运输的巷道坡度，但工作面不等长； 按中线掘进，或分段按中线掘进，与运输平巷平行布置，使工作面等长； 对于铺设有胶带输送机和刮板运输机的运输平巷，必须按中线掘进或分段按中 线掘进，并应有较长的分段长度。 因运输大巷和工作面运输斜巷中都采用胶带输送机运煤，辅助运输巷中采用无轨 胶轮车运料，故两条大巷都采用按中线布置，尽量沿煤层布置。 4.1.3 采区开采顺序 当倾斜长壁工作面从运输大巷附近向上部或下部边界方向推进时，称工作面采用了 前进式回采顺序；反之，工作面从上部边界向大巷方向推进时则称采用了后退式回采 顺序。两者相结合时，则称为工作面采用了往复式回采顺序。目前我国大多采用后退 式回采顺序，所以本采区采用后退式回采顺序。 4.2 生产系统 4.2.1 运煤系统 采煤工作面采区运输斜巷采区煤仓运输大巷井底煤仓皮带主井。 4.2.2 辅助运输系统 倾斜长壁的回采巷道均为斜巷，其特点是距离较长，坡度较缓，变化不大。运送材 料和设备用无轨胶轮车，这样运送效率较高，并且省去轨道的布置。 4.2.3 通风系统 新风由副斜井井底车场石门材料运输大巷材料运输进风斜巷工作面 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 16 运输回风斜巷回风井 4.2.4 排矸系统 巷道沿煤层掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，在局部掘进穿越岩层和施工风 桥、顺槽运输机机头硐时产生的少量矸石，将矸石充填到顺槽之间的联络巷中以形成 密闭功能，减少漏风的同时也可以减少矸石的运输费用，或采用无轨胶轮车搬运排弃 在井下废旧巷道中，矸石不出井，因此在地面不设排矸系统。 4.2.5 供电系统 高压电缆由井底中央变电所经运输大巷至采区变电所，降压后由低压电缆分别送 到回采和掘进工作面附近的配电站，胶带运输机以及掘进机等用电地点。 4.2.6 供水系统 采掘工作面，运输机巷及运输机转载点所需要的防尘喷雾用水，由副井的供水管 下井，然后送至各个用水地点。 4.2.7 排水系统 工作面辅助运输巷铺设一趟 4 寸管路，在工作面的低洼处各建设水窝，水由工作 面排到水窝，再由水窝通过排水管排出，后集中到水仓排出地面 即：采区斜巷运输上山井底车场运输大巷井底水仓副井。 4.2.8 巷道掘进 采用双巷掘进的巷道掘进方式，这样的掘进方式可以有效的解决独头巷道掘进的 通风问题。双巷掘进时，每隔 100m 开掘一个联络巷道，用作通风和行人。 4.3 车场选型设计 4.3.1 采区上部车场形式的选择 采区上部车场常用的有甩车场和平车场， ，平车场又有顺向和逆向等形式。平车场 和甩车场的选择主要根据绞车房的布置和维护条件。本设计中煤层较厚，生产量大， 由于轨道上山布置在岩层中，采区上部是松软的风化带，且采用煤层群联合布置，回 风石门较长，故采用逆向平车场，顺向平车场通过能力较小，调车时间长。 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 17 图 4-1 采区上部车场示意图 4.3.2 采取中部车场形式的选择 采区中部车场只能是甩车场，它的基本形式按甩车方向分，有双向甩车和单向甩 车两种；按甩入地点不同，又分为甩入绕道车场，甩入平巷车场和甩入石门车场三种。 开采单一薄及中厚煤层的采区中部车场多采用甩入绕道式；联合布置的采区或采用岩 石上山的采区其中部车场多采用单向甩入石门式车场。 本采区采用单向甩入石门式中部车场。如图 5-3 所示。 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 18 图 4-24-2 采区中部车场示意图 调车方式： 1) 区段运输平巷所需材料设备由采区轨道上山经过区段进风运料石门到下区段回 风平巷，经联络道到运输平巷。 2) 工作面采下煤炭通过区段运输平巷到区段溜煤眼到采区运输上山。 4.3.3 采区下部车场的选择及设计 采区下部车场由采区装车站和辅助提升下部车场组合而成。主要根据装车地点的 不同，采区下部车场可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式三种。本 采区采用大巷装车式下部车场。 采区的辅助提升下部车场是采区掘进、出煤、出矸进料等的转运站，是采区下部 车场的组成部分。 大巷装车式下部车场的辅助提升车场多为绕道式。绕道位于大巷顶板的称为顶板 绕道，位于大巷底版的称为底版绕道。一般情况下。煤层倾角在 12以上时，可采用 顶板绕道；当煤层倾角较小时，即 12以下时，采用底板绕道。联合布置采区具有长 度较大的采区石门时，宜采用石门装车的下部车场。在选用顶板或底板绕道时，应注 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 19 意轨道上山的起坡角，一般以不超过 25为宜。由于本矿井煤层倾角在 12以上，故 本矿井下部车场的辅助提升车场采用顶板绕道式。顶板绕道式有分为三种：；立式、 卧式、斜式。 立式下部车场的布置紧凑，工程量省，调车方便；绕道出口交叉点距离装车站近， 线路布置困难，绕道维护条件较差，倾角大于 12的煤层运输大巷距离上山的起坡点 较远且顶板围岩条件较好时采用。 卧式下部车场的调车方便，但工程量较大，线路布置简单，绕道的维护条件较好， 当煤层倾角大于 12，运输大巷距离上山起坡点近，围岩条件较好是采用。 斜式下部车场工程量较省，调车较方便；绕道维护条件差。当煤层倾角大于 12， 不能立式布置而卧式工程量又太大时采用。 根据此次设计的主采煤层特征和围岩条件，本矿井下部车场的辅助提升车场采用 顶板绕道下部车场，轨道上山在接近下部车场时可变化，使轨道上山起坡角为 25， 轨道上山变坡有利于减少工程量。采区下部车场与运输大巷关系如图 5-4 所示。 图 4-3 采区下部车场 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 20 5 采煤方法 5.1 采煤方法和回采工艺 5.1.1 地质概况及煤层赋存 本井田含煤地层为侏罗系中统延安组，主要可采煤层 3 层，不可采煤层 4 层。6上、 6、7 煤层全井田可采；其余 4 层煤层因面积小或无可采点为不可采煤层。煤层平缓， 倾角平均为 3 度。 煤层伪顶零星分布，面积约占 5%，直接顶分布广泛，面积约占 70%；基本顶分 布于井田两侧及中部，面积约占 25%。 直接顶：泥岩、粉砂岩及其互层、天然抗压强度 28.4 MPa，饱和抗压强度 15.6MPa，初次垮落步距 11m，属类中等稳定顶板。 基本顶：节理裂隙及层理不甚发育的较为均质的砂岩，粉沙岩组成；初次来压当 量 9901000KN,压力显现强烈，属级基本顶。 伪顶：位于煤层之上，厚度小于 0.5 m，极易垮落的泥岩、炭质泥岩组成。 底板：主要由粉砂岩、细砂岩组成，单向抗压强度 29.4 MPa，允许单向抗压强度 22.1 MPa，属中硬类底板。仅 S3钻孔附近，底板有一层 0.4m 厚的膨润土，遇水泥化。 煤层瓦斯含量甚微，每克可燃质（gr）含氮气（N2）0.368.86（mm3） ，二氧化 碳（CO2）00.068（mm3）,甲烷（CH4）00.03（mm3）,重烃含量为 0。自然瓦斯成 份中，氮气占 93.0100，二氧化碳占 06.50%，甲烷占 07.00%。煤层瓦斯分带 属 CO2N2带。 煤层火焰长度大于 400mm，岩粉用量 6075%，属具爆炸危险的煤层。 煤层原煤样着火点与氧化样着火点差（T13）在 1242之间，属很易自燃 的煤层。 本井田地温正常，无地热危害。 本井田含煤地层富水性弱，补给条件差，底板有较厚的粉砂岩、泥岩隔水层，不 会造成底鼓突水。矿井涌水量，以大口井法进行预算,结果为 146.34 m3/h，取矿井正常 涌水量 220 m3/h，最大涌水量 260 m3/h。 5.1.2 采煤方法的确定 采煤方法选择的制约因素为： 1）采区煤层赋存状况及地质构造因素； 2）现在技术及设备； 3）开采水平的划分及采区巷道布置； 4）储量、年产量、服务年限等各项指标。 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 21 采区工作面长度 220m，倾斜长度 2100m，该采区除边界、断层外，无明显的地质 构造，采区煤层为低涌水量，低瓦斯，煤平均厚度 4m,属中厚煤层，平均倾角 12左 右，属缓倾斜煤层。综合考虑目前的技术与设备情况，采用大采高一次采全高综合机 械化开采。采煤工艺选用综合机械化采煤工艺。 5.1.3 采高及截深 1）工作面采高 因为煤层厚度约为 3m 左右，并且采用大采高一次采全高综合机械化开采，所以 采高为 3m。 2）采煤机截深 采煤机截深一般为 800mm 和 1000mm 的，此数据需根据采煤机，刮板运输机和液 压支架的具体选型而定。 5.1.4 综采工作面的设备选型及配套 1）采煤机 综采工作面设计采用双滚筒采煤机破煤。工作面沿 2 煤底板布置一个采高 3 m 的 综采工作面，采用双滚筒采煤机割煤。 根据采煤机要适合特定的地质条件，并且采煤机采高、截深、功率、牵引方式等 主要参数要选取合理，有较大的适用范围，满足工作面生产能力的要求，选用大功率 电牵引采煤机 MG2400W 型双滚筒采煤机，采煤机技术参数如表 6.2。 表 5-1 综采面设备选型及配套 MG2400W 采高范围（ m）3.57.5 倾角（） 35 适应条 件 普氏系数（f）13 牵引力（kN）500 牵引速度（ m/ min）0815 牵引方式摆线轮销轨 调速方式液压无级 牵引机 构 保护方式电机功率过载及恒压保护 型号 ZB125 工作流量（L/ min）125 液压元 主液压泵 工作压力（ Mpa）18 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 22 液压马达型号 Z M2/YCH107L 辅助泵型号 YBC45/160 齿轮泵 件 调高泵型号XB12.5 轴向泵 表 5-1 综采面设备选型及配套 滚筒直径（ mm）1800 截深（ mm）800 滚筒转速（r/j min）36.8 卧底量（ mm）319 滚筒直径（ mm）850 向下摆角（）30 转速 （r/ min）165.9 截割机 构 型号 Y MCB400 功率（kw） 2400 电压（V）1140 转速（r/ min）1472 配套电 动机 48.3 机器重量（t）48.3 2）刮板输送机选型 目前使用的刮板链有三种：边双链、中单链和中双链。 边双链优缺点：预紧力小，功率消耗少，适用的煤层倾角较大，煤层较薄以及运 送大块硬煤时效果较好，但受力不均，容易断链。 中单链优缺点：结构简单，便于维护，弯曲性能好，没有受力不均的缺点，断链 事故少；能采用长链段圆环链，以减少链接头，可靠性高；刮板变形不会引起链子在 链轮上跳轮；但对输送硬煤的效果较差，适用于小倾角。 中双链优缺点：具有中单链优点，克服了它的缺点。 刮板输送机的选型原则刮板输送机一般与采煤机配套使用时均选用可弯曲自移式 刮板输送机。煤质较硬时、块度较大时优先选用双边链；较软时选用运输能力大的中 单链；煤质有硬有软时，选用中双链。输送机溜槽的结构一般应选用开底式，只有煤 层底版较松软时才选用闭底式。综采工作面刮板输送机通常采用多电动机驱动，一般 24 台，应优先选用双电机双机头驱动方式。刮板输送机的输送能力应大于采煤机的 最大生产能力的 20%。 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 23 （1）输送能力 采煤机的实际生产能力 Qc60VcS MrK 式中 Qc 采煤机的实际生产能力，t/h； Vc 采煤机的正常牵引速度，4 m/ min； S 采煤机的截深，1 m； M 采高，3 m； r 煤的容重，1.35t/ m3； K 机采采出率，0.85。 根据以上的选型原则，并且考虑“三机配套”原则，选用 SGZ-880/2400 型刮板运 输机。其技术特征见表 6-3。 表 5-2 刮板机技术参数 SGZ880/2400 设计长度（ m）250 出厂长度（ m）220 输送量（t/h）1500 刮板链速（ m/s）1.6 链条型式中双链 型号EWJ400/200 功率（kW）2（3）400 电压等级（V）1140 电动机 转速（r/ min）1480 链规格 34126C 破断拉力（kN）1450 中心距（ mm）180 刮板距离（ mm）1080 刮板链 每 m 重量（kg）76.4 中部槽型式铸造式 规格（长宽高） （ mm） 1500880300 挡板规格（长宽高） （ mm）机头卸载方式侧卸 最大尺寸（ mm） 351653301355 单件重（kg）30502 牵引型式无链 机器总重（t）379 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 24 .刮板输送机的输送能力 Qs Qs1.2Qc 式中 Qs 刮板输送机的输送能力，t/h； Qc 采煤机的实际生产能力，t/h。 （2）刮板输送机的铺设长度 刮板输送机的铺设长度根据工作面的长度而定，本采区工作面长度为 220m，所以 刮板输送机铺设长度为 220m 左右。 3）液压支架的选型 （1）支架选型原则 支护强度与工作面矿压相适应； 支架结构与煤层赋存条件相适应； 支护断面与通风要求相适应； 液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配； 当垮落带中只有直接顶时宜选用掩护式，当垮落带无直接顶而且煤层倾角有较 小时宜选用支撑式，其他条件宜选用支撑掩护式。 （2）综采工作面控顶设计 本采区 2 煤层平均厚度 3 m，采用大采高一次采全高综合机械化开采。 煤层顶板：直接顶平均厚 1.01.6 m，老顶第一分层厚 1.9 m，第二分层厚 2.4 m，第三分层厚 4.3 m，第四分层厚 5.4 m，从最不利条件出发，考虑垮落带高度时， 直接顶厚度取 1.3 m，计算支架所需工作阻力及初撑力时，直接顶厚度取 1.6 m。 采高：工作面的采高为 3m，设计中考虑垮落带高度时，采高按 3m 计算。 垮落带高度：按垮落带厚能填满采空空间的原则来确定跨落带高度，当采高为 7 m 时，跨落带岩层的厚度至少为 9.86 m，直接顶和老顶的第一、二分层 （1.2+1.9+2.4）只有 5.5 m，故垮落带岩层还应包括老顶第三分层（4.3 m） ，即垮落带 岩层高度为 9.8 m。 其他参数 工作面直接顶板以粉砂岩炭质泥岩为主，结合矿上的资料，直接顶初次垮落步距 为 68 m，从最不利条件出发，控顶设计时取 8 m； 老顶分级主要采用直接顶厚度与采高的比值计算，即： km=h/ m=1.6/7=0.23 且 km0.30 属周期来压明显顶板，经查本工作面老顶为级。结合矿上的资料，老顶初 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 25 次来压步距为 25 m，周期来压步距为 1020 m；岩层平均容重均取 25KN/ m3；支架 的顶梁长度设计为 5.1 m；端面距取 190 mm，顶板下沉系数 暂定为 0.026； 控顶设计 主要是确定支架架型，支架工作阻力与初撑力，以及支架高度等。 防漏：考虑到煤层有直接顶，要实现高产高效，应选用掩护式液压支架，为防止 端面冒落，端面距应不超过 340 mm，端面冒高不超过 30 mm。 防压： 支架的工作阻力应能支撑住工作空间及采空区上方垮落带岩层的重量， 设支架 所需工作阻力为 P，则： 式中 La 每架支架所控制的工作面长度，1.5 m/架； r 垮落带直接顶岩层平均容重，25kg/架； h 垮落带直接顶厚度，1.6 m； Lz 直接顶研梁长度（为端面距 ld,支架顶梁长度 lh 与直接顶岩层在 支架顶梁后的极限悬顶距 lzx 之和,即 0.190+5.1+1.0=6.290 m） ； li 垮落带中第 i 层老顶及其附加岩层的平均容重,25kg/ m2； hli 垮落带中第 i 层老顶及其附加岩层的厚度，hl1=1.9 m,hl2=2.4 m,hl3=4.3 m； Llki 跨落带中第 i 层老顶岩块长度，Llk1=12.2 m，Llk2=14.8 m，Llk3=17.3 m； a 为煤层倾角，平均 14； 考虑掩护梁上有冒矸载荷及立柱不垂直顶梁的系数，90。 P=1.5（251.66.290+251.912.2+252.414.8+254.317.3）0.970.9 =5785.8 （KN/架） 支架的初撑力应能保证直接顶与老顶之间不离层。 0 P 设平衡直接顶岩梁重量的支架初撑力为，则 ： 01 P （KN/架） （67） “ 01 cosarhLL P za = =（1.5251.56.2900.97）0.9=381.33（KN/架） “ 01 P 设平衡直接顶岩梁所产生力矩所需的支架初撑力为，则： )6(6 )/( cos)( 1 架kN LhrrhLL P lkili i liza 采矿学课程设计 School of Safety Mining, North China Institute of Science & Technology 26 （KN/架） （68） 0z 2 “ 03 )l -2(L cosarhLL P za = 03 P 式中 Lz直接顶岩梁长度，Lz=Ld+Lh=0.190+5.1=5.290 m； l0作用点距顶梁后端的距离，2.4 m（预计） ； 03 P 架）（ /04.303 9 . 0)5 . 2290 . 5 (2 97 . 0 290. 55 . 1255 . 1 2 “ 03 KNP 支架所需初撑力应是与中的大值，即=381.33（KN/架） 0 P 01 P 03 P 0 P 支架的可缩量应能适应裂隙带老顶的下沉 由于裂隙带岩层与跨落带岩层之间已无自由空间，可用经验公式求得，即： h （ m） （69） D MLh = 式中 下沉系数，0.026； M 煤层采高，3.43 m； 最大控顶距，为 Lz+l（循环进尺，0.8 m）即 5.290+0.8=6.090 m。 D L =0.0263.436.090=0.543 （ m） h 所需支架最大高度为 H max，则 H max= Mmax=7.74 m； （610） 所需支架最小高度为 H min，则 H min= Mmina =6.150.5430.05=5.557 m （6 h 11） 式中 Mmax 煤层最大采高，4.74 m； Mmin 煤层最小采高，5.5 m； a 卸载高度，0.05 m。 由于设计的采高为 3.154.74 m，因而支架选型时最大高度最好在 4.95 m 以上， 最小高度应不大于 2.55 m。 防推：预防推跨型冒顶的措施是提高支架的初撑力，将下位岩层顶紧上位岩层， 令上下岩层间产生的摩擦力足以防推，为此支架所需初撑力可按下式计算： 0 P （KN/架） （612）)sin 1 (cos 0 a f aLrhLP zxa 式中 x 下位岩层平均体积力，25kN/ m3； hx 下位岩层厚度，1.52 m； f 上下岩层间的摩擦因数，取 0.31。 =1.5251.56.290cos14+（1/0.31）sin14=619