煤矿开采学课程设计报告书

1、工程学院煤矿开采学课程设计*矿*采（带）区120万吨/年生产能力设计学生：想学 号： 73学 院：安全工程学院专业班级：煤矿开采技术1332专业课程：煤矿开采学扌旨导教师：新涛2015年1月11日煤矿开采学课程设计任务书题目 * 矿*采（带）区120万吨/年专业煤矿开采技术班级 1332一设计题目*矿*采（带）区120万吨/年生产能力设计。二设计时间2014年12月29日 2015年1月11日三设计资料详见本课程设计大纲。四完成的任务（1）设计容：采（带）区巷道布置、采煤工艺设计、设计图纸。（2）提交课程设计报告。五成果要求文字格式要求主标题：三号字、居中、宋体、加黒，段后为自动。正文：全文宋

2、体、小四号字、段前段后0、行间距1.5，首行缩进2个字符（包括各级标题）。编码：采用中式“一、二、三、（一） （二）（三）T. 2. 3.（1） （2） （ 3）” 编码形式，不得采用自动生成格式。 其中“一、（一）”做为标题，加黒，单独成行。“1. （1）” 可以做标题，也可以不做标题，如果做标题，需单独成行，做还是不做标题，均不需要加黒。图表：图表文字及说明等均采用五号宋体。表格要有表头（表头包括表号、表名），表头在表的上面并居中加黑。图要有图号、图名，在图的下面并居中，不需加黒。公式：采用公式编辑器编写，要规，必要时要编号，编号要写在公式的尾部。装订：A4纸打印，加封面，左侧装订。封面：

3、封面装订，也可以粘贴在学生“课程作业”的档案袋表面。图纸要求（需要制图的情况）本设计绘制一大图（二号图纸）：采（带）区巷道布置平面图和（1 : 2000）剖面图（1: 2000 ）。 设计图纸四周各留 20mm的边框线，右下角留出标题栏。凡设计图中已有容，说明书中都可以不 画。指导教师签名：2015年 1 月 11 日前言2第一章采区巷道布置 4第一节采区储量与服务年限 4第二节采区的再划分 6第三节确定采区准备巷道布置及生产系统 7第四节采区煤仓设计 10第二章 采煤工艺设计 15第一节采煤工艺方式的确定 15第二节工作面合理长度的确定 20第三节采煤工作面循环作业图表的编制 21小 结 2

4、425参考文献课程设计容1、设计题目的一般条件（假象矿井）某矿第一开采水平上山某采（带）区自下而上开采K1、K2和K3煤层，煤层厚度、层间 距及顶底板岩性见综合柱状图。该采（带）区走向长度2500米，倾斜长度1000米，采（带） 区各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1和K2煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2， 各煤层瓦斯涌出量也较小。设计矿井的地面标高为 +30米，煤层露头为-30米。第一开采 水平为该采（带）区服务的一条运输大巷布置在 K3煤层底版下方25米处的稳定岩层中，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煤层倾

5、角条件：煤层平均倾角为25°O O O O O O O O O O O O O O O O O O设计采(带)区综合柱状图厚度(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6.9K1 煤层，=1.30t/m34.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80灰色砂质泥岩3.0K2煤层1I4.60薄层泥质细砂岩，稳定3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.20K3煤层，煤质中硬，=1.30t/m33.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60 80Mps24.68灰色中、细砂岩互层第一章.米区巷道布置第一节.采区储量与服务年限1 因采区生产能力选定

6、为120万t/a2. 米区的工业储量、设计可米储量(1) 采区的工业储量Zc=HX LX MXy (公式 1-1)式中：Zc-采区工业储量，万t;h-采区倾斜长度，1ooomL-采区走向长度，2500m丫 -煤的容重,1.30t/m3 ;M-煤的厚度，K1,K2,K3煤层厚度分别为 M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2 米；则Zc1=1000X 2500X 6.9 X 1.3=2242.5 万 tZc2=1000X 2500X 3.0 X 1.3=975 万 tZc3=1000X 2500X 2.2 X 1.3=715 万 tZc= Zc1+Zc2+Zc3=3932.5 万 t(2)

7、设计可米储量I计算永久煤柱损失P=S X 2X L +B X 2X (H -S X 2) X 亦丫 (公式 1-2)S采区上下边界煤柱宽度B采区左右边界煤柱宽度H-采区倾斜长度，1000mL-采区走向长度，2500m丫 -煤的容重，1.30t/m3 ;M-煤的厚度，K1,K2,K3煤层厚度分别为 M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米;K1,K2,K3煤层永久煤柱损失分别为P1,P2,P3则P1=30X 2X 2500+20X 2X (1000-30 X 2)X 6.9X1.3=168.28 万tP2=30X 2X 2500+20X 2X (1000-30 X 2)X 3.0X1.3=

8、73.16 万 tP3=30X 2X 2500+20X 2X (1000-30 X 2)X 2.2X1.3=53.65 万 tP=P1+P2+P3=295.09J tU设计可米储量Z=(Zc-P) X C ( 公式 1-3)式中Z设计可米储量,万t ;Zc-工业储量，万t ;P-永久煤柱损失量，万t ;C-采区采出率，K1为厚煤层可取75% K2,K3为中厚煤层取80%则Z1=( Zc1-P1) X C1 =(2242.5-168.28) X 0.8=1659.38 万 tZ2=( Zc2-P2) X C2 =(975-73.16) X 0.9=811.66 万 tZ3=( Zc3-P3) X

9、 C3 =(715-53.65) X 0.9=595.22 万 tZ=Z1+ Z2+ Z3=3066.26 万 t(3) 采区服务年限T= Z/AX K (公式 1-4)式中 T-采区服务年限，a;A-采区生产能力，120万t ;Z-设计可采储量，万t ;K-储量备用系数，取1.4。T= Z/A X K=4080.7 /(120 X 1.4)=24.2a(4) 、验算米区回米率C=(Zc-p)/Zc-(公式 1-5)式中C-采区回采率，% ;Zc -煤层的工业储量，万t ;P-煤层的永久煤柱损失，万t;3= (Zc1-P1)/Zc1=(2242.5-168.28)/2242.5 =92.50%

10、 > 75%满足要求.3= (Zc2-P2)/Zc2=(975-73.16)/ 975 =92.50% > 80% 满足要求3= (Zc3-P3)/Zc3=(715-53.65)/ 715=92.50% > 80% 满足要求第二节采区的再划分1、确定工作面长度确定工作面长度主要考虑的因素有地质条件，煤层厚度，设备性能，巷道布置等，该采区 煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层瓦斯涌出量较小，且采煤工艺选取的是较先 进的综采，在煤矿生产实践中，工作面长度有加长趋势，考虑到设备选型及技术方面的因 素综采工作面长度为150240m1、确定煤柱尺寸为使巷道保持良好状态，防止采空区矸

11、石冒落及保证生产安全，需在采区四周留有一定围 的采区煤柱，煤柱尺寸大小与煤层上的压力及煤体本身强度有关，综合已知条件及所选用 的采煤方法，在采区左右边界各留20m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，采区不再留这类煤柱。n ,确定工作面长度有上可知，煤层倾向共有 1100-60=1040m的长度，走向长度3000-40=2960m 地质构造简单，煤层赋存条件较好，瓦斯涌出量小。巷道宽度为 4n4.5m,本采区选取4.5m，且采区 生产能力为120万t/a ,选定5个区段，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米。 故工作面长度为：L1=(1000-30 X 2-5 X 4-

12、10 X 4.5)/5=175 m2、确定采区工作面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：N=(L-2S)/(L 1+2L2)( 公式 1-6)式中 L -煤层倾斜方向长度(m);S 采区边界煤柱宽度(m);L 1 -工作面长度(m);L2 -回采巷道宽度，4.5m。N=(1000-30 X 2”(175+4.5 X 2) =5.11，取 5.3、工作面生产能力Q = A/ (TX 1.1 )-( 公式 1-7)式中 Q -工作面生产能力，万t ;A-采区生产能力，120万t/a ;T-每年正常工作日，330天。故 Qr = A/TX 1.1 =120/(

13、 330 X 1.1)=3305.79t4、确定采区同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为120万t/a,且工作面生产能力为3305.79t。目前开采准备系统的发展方向是 高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为 采区5个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序工作面接替顺序图区段1区段2区段3区段4区段5J图.1-1布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。煤层：区段1区段2区段3区段4区段5(说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序)第三节确定采区准备巷道布置及生产系统1 .完善开拓巷道据已知条件，在第一开采水平为该采区服务的运输大巷布置在K3煤层底板下方

14、25m的稳定岩层中。为了便于掘进及通风，减少煤柱损失提高经济效益，根据所给地质条件及系统所需，回风大巷亦布置在 K3煤层底板下方25m的稳定岩层中，与运输大巷大水平间 距相距 1100X cos25 ° =996.9 米。采区有三层煤，采用联合布置，每一层都布置5个工作面，根据相关情况初步制定以下方案进行比较（由于三煤层在设计中相同，所以仅以 K3煤层为例说明）2 确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较采区巷道布置系统根据所学习知识，可采用两条岩石上山，两条煤层上山或一煤一岩上山等布置形式，这里只对两条岩石上山和一煤一岩上山两种方案进行比较：方案一：两条岩石上山在距煤层底板15m处岩

15、石中布置两条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山， 两上山层间距30米，在层为上保持相应高差，使其分别联结两翼的区段 ；平巷不交叉。通 风路线：新风从阶段运输大巷一采区主石门一采区下部车场一轨道上山一中部甩车场一区 段轨道集中平巷f区段联络巷道f区段运输平巷f工作面f区段回风平巷f回风石门f 阶段回风大巷。该方案的特点是：岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，工期长，但方案二：一煤一岩上山在距煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在煤层中布置另一条轨道上山。 通风路线：新风从阶段运输大巷f采区主石门f采区下部车场f轨道上山f中部甩车场f 区段轨道集中平巷f区段联络巷道f区段运输平巷

16、f工作面f区段回风平巷f回风石门 f阶段回风大巷。该方案的特点是：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，节约 了成本，但轨道上山不易维护，维护费用高，服务期限短，需要保护煤柱。图1-3方案二示意图经济技术比较：巷道硐室掘进费用表1-1两方案综合比较万案一万案一优点两条上山均布置在演示中，岩石 巷道稳定，受干扰小，服务期限 长，维护费用低，有利于通风， 运输能力大节省了一条岩石上山，相对减少了岩 石工程量，节约成本缺 点岩石工程量大，掘进费用高，联 络石门长，工期长轨道上山不易维护，维护费用高，服 务期限短，需要保护煤柱费用（万兀）475.6546.2有上表可知，选择双岩巷上山采区联合布置方

17、式比较合理，巷道布置情况见采区巷道平面 图、剖面图。3. 确定工作面回采巷道布置方式分析：回采巷道的布置可采用单巷布置或双巷布置两种方法，有已知条件可知，该煤 层地质构造简单，煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，直接顶较厚且易跨落, 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。若采用单行布置，则巷 道断面将达12平米以上，对巷道的维护和掘进比较困当，故选用双巷布置的形式，减小 巷道断面面积，上一区段的运输巷道还可以作为下区段回风巷道使用。4. 采区上下区段交替生产通风系统示意图采区上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统，通风路线：新风从阶段 运输大巷f米区主石门

18、f米区下部车场f轨道上山f中部甩车场f区段轨道集中平巷f 区段联络巷道一区段运输平巷一工作面一区段回风平巷一回风石门一阶段回风大巷。5. 采区上下部车场参考采矿设计手册及课本，采区上部车场采用顺向单侧平车场，采区下部车场采用大 巷装车通过式。第四节 采煤中部甩车场路线设计参考网上资料，作如图设计1、斜面线路联接系统参数计算该采区开采近距离煤层群，倾角为12°。铺设600mn轨距的线路，轨形为15kg/m, 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。斜面线路布置采用 二次回转方式。(1) 道岔选择及角度换算由于是辅助提升故道岔均选择DK615-4-12(左)道岔。道

19、岔参数为a 1=14°15，, a仁 a2=3340, b1= b2=3500。斜面线路一次回转角a 1=14° 15，斜面线路二次回转角 S =a 1+a 2=14° 15，+14° 15，=28° 30，一次回转角的水平投影角a1，=arctan(tan a 1/cos B )=14 ° 47，58 ( B为轨道上山倾角16° )二次回转角的水平投影角3，=arctan(tan S /cos B )=29 °17，34 ( B为轨道上山倾角16° )一次伪倾斜角B，=arcs in(sinB cos

20、a 1)=arcsin(sin16° cos14° 15，)=15 °29， 42二次伪倾斜角B=arcs in(sinB cos S )=arcsin(sin16° cos28° 30，)=154 °1，6(2) 斜面平行线路联接点参数确定如图1-5 :本设计采用中间人行道，线路中心距 S=1900mm为简化计算，斜面联接点距中心距 与线路中心距相同，曲线半径取 R =9000mm则各参数计算如下：B=Scota =1900X cot14 ° 15' =7481mmm=S/sin a =1900/sin14

21、76; 15' =7719mmT=Rtan( a /2)=9000 x tan(14 ° 15' /2)=1125mm n=m-T=7719-1125=6594mm c=n-b=6594-3500=3094mmL=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm(3) 竖曲线相对位置竖曲线相对参数：高道平均坡度：ia=11 %o ,rg=arctania=37' 49"低道平均坡度：id=9 % ,rd=arctanid=30' 56低道竖曲线半径：Rd=9000mm取高道竖曲线半径：Rg=20000mm高道竖曲线参数：B g=B&#

22、39; - rg=15 ° 29' 42 -37 ' 49 =14° 51' 53hg= Rg(cosrg-cosB' )=20000(cos37 ' 49 -cos15 ° 29' 42)=725.71mmLg= Rg(sinB' -sinrg)=20000(sin15 ° 29' 42 -sin37 ' 49)=5123.08mmTg= Rg x tan( B g/2)=20000 x tan(14 ° 5T 53 /2)=2609.03mmKg=Rg xp g/57.

23、3 ° =5188.38mm低道竖曲线参数：B d=B'+ rd=15 ° 29' 42 -30 ' 56 =16° 38hd= Rd(cosrd-cosB' )=9000(cos30 ' 56 -cos15 ° 29' 42)=326.75mmLd= Rd(sinB' -sinrd)=9000(sin15° 29' 42+ sin30 ' 56)=2485.37mmTd= Rd xtan( B d/2)=9000 xtan(16 ° 38 /2)=1265.71

24、mmKd=Rd xB d/57.3 ° =2514.75mm最大高低差 H：由于是辅助提升，储车线长度按三钩计算，每钩提 1t 矿车 3 辆，故高低道储车线长度不小于3X 3X 2=18m起坡点间距设为零，则有：H=18000X 11 %。+18000X 9%o =360mm竖曲线的相对位置：L1=(T-L)sinB +msinB +hg-hd+H=2358.83mm两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离为L2,则有L2= L1cos B ' + Ld- Lg=2358.83 x cos15 °29' 42+2485.37-5123.08=-364.61mm负值

25、表示低道起坡点超前与高道起坡点，其间距满足要求，说明 S 选取 2000mm 合适。(4) 高低道存车线参数确定闭合点O的位置计算如图1-6 :图1-6 闭合点联接设高差为X,则:tan rd=(X- X)/Lhg=0.009tan rg=(H-X)/Lhg=0.011 X= L2 x id=364.61 x 0.009=3.281mm将厶X带入则可得 X=163.80mm Lhg=17835.93mm(5) 平曲线参数确定取曲线外半径R仁9000mm取曲线半径 R2=9000-1900=7100mm曲线转角a =14° 47' 58K 1= R1 a /57.3 °

26、; =9000x 14°47'58/57.3°=2324.52mmK 2= R2a /57.3 ° =7100x 14°47'58/57.3°=1833.79mm K= K1 -K 2=2324.52-1833.79=490.73mmT1= R1 tan a /2=1168.85mmT2= R2 tan a /2=922.09mm(6) 存车线长度高道存车线长度为Lhg=17835.93mm低道存车线长度 Lhd=Lhg- L2=17835.93+364.61=18200.54mm；存车线处于曲线段处，高道存车线处于外曲线，外曲

27、线和曲线得弧长之差为K= K1 -K 2=2324.52-1833.79=490.73mm则有低道存车线得总长度为L=Lhg+A K=17835.93+490.73=18326.66mm具有自动下滑得长度为17835.93mm平破长度为490.73mn,应在闭合点之前。 存车线直线段长度 d:d=Lhd-C1-K2=18200.54-2000-1833.79=14366.75mm在平曲线终止后接14366.75m m得直线段，然后接存车线第三道岔得平行线路联接 点。存车线单开道岔平行线路连接点长度 Lk：存车线单开道岔 DK615-4-12,。贝U Lk=a+B+T=3340+7481+112

28、5=11946mm(7) 甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度：M2 =a x cos B +(b+L+a+L1+Td)cos B' cos a +( Td+C1+ T1)cos a + T1+d+Lk =3340 x cos16 ° +(3500+8606+3340+2358.83+1265.71) x cos15 ° 29' 42 xcos14° 47' 58 +(1265.71+2000+922.09) x cos14 ° 47' 58 + 922.09+14366.25+11946=52262.07mmH2 =(b+L+

29、a+L1+Td)cos B' sin a +( Td+C1+ T1)sin a +S =(3500+3340+2358.83+1265.71)xcos15° 29' 42x sin14° 47' 58 +(1265.71+2000+922.09) xsin14° 47' 58 +1900=7663.97mm(8) 线路各点标高设低道起坡点标高 仁土 0;提车线 2= 1+hd=326.75mm 5=2+(L+L1)sin B' =326.75+(8606+2358.83) x sin15 ° 29' 42=

30、3256.05mm车线 3= 1+H=0+360=360mm 4= 3+hg=360+725.71=1085.71mm 5=4+mx sin B +T1x sin B' =1085.71+7719x sin14 ° 1' 6 +1125x 15° 29' 42 =3256.05mm由计算结果可以看出提车线得5标高点与甩车线得5标高点相同，故标高闭合，满 足设计要求。轨起点 6= 5+(b+a)sin B ' =3256.05+(3500+3340) x sin 15 ° 29' 42 =5110.1mm第二章采煤工艺设计第一

31、节采煤工艺方式的确定1、设置采煤工艺。选取K1煤层进行采煤工艺设计(K2,K3属中厚煤层，可选用综采一次采全厚方法进行 开采，采煤工艺与K1层煤开采有相似之处，这里不再进行分析)。由于K1煤层厚度为6.9m，属于厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，煤层平 均倾角为25.故可采用技术条件先进的综合机械化采煤工艺，进行综采放顶煤开采。综采 放顶煤工作面“三八”制作业形式，即两班采煤，一班准备。工作面回采工艺流程为：采煤机向上割煤、移架-采煤机向下装煤一推移刮板输送机 一斜切进刀一推移刮板输送机。2、综采工作面的设备选用国产设备。根据煤层的实际情况，经查采矿设计手册，并对多种型号采煤机进行比较

32、，选 用采煤机。MGX 160/710-AWD型电牵引采煤机(煤矿机械)产品用途及适用条件MG2X 160/710-AWD型电牵引采煤机，是一种多电机驱动，电机横向布置，全 机载交流变频调速无链双驱动电牵引采煤机。 机面高度853mm适用于采高11002600mm 煤层倾角w 40°的煤层，综采或高档普采工作面。最大装机功率 730kW更换不同功率电 机可派生出装机功率为710kW的采煤机。主要技术特征项目数据单位1.最大计算生产能力800t/h2.米高1.1 2.6m3.装机功率2X2X 160+2X 30+7.5710kW4.供电电压1140v5.滚筒直径© 1100,

33、© 1250, © 1400mm6.截深600mm7.牵引力400240kN8.牵引速度01016.8, 0 7.6 12.6m/min9.灭尘方式外喷雾10.拖电缆方式自动拖缆11.主机外形尺寸11692X 1985X 853mm12.主机重量29t13.最大不可拆卸尺寸2800X 950X 520mm14.最大不可拆卸重量< 4.5t15.配套运输机槽宽630,730,764mm3、采煤与装煤(1) 落煤方式及截深工作面每天推进度 V=Q/LMy Co ;(公式1-8)Q-采区生产能力，3305.79t ;L -工作面长度(m);丫 -煤的容重 ,1.30t/m3

34、 ;M-煤的厚度C-采区回采率，% ；V=3305.79/ (195X 6.9 X 1.3 X 0.93) =2.1m 米用综合机械化米煤，双滚筒米煤机直接落煤和装煤。选择米煤机的滚筒截深600mm 每天正规循环推进四刀，每个循环 0.6m，可满足每天至少推进2.1米的要求。(2) 进刀方式为提高煤炭采出率，选取端部斜切进刀不留三角煤的进刀方式。(3) 米放比采煤机割煤高度为2.6m放煤高度平均为4.3m，采放比为1: 1.65。(4) 放顶步距割两刀放一次顶煤，放顶步距 0.6 X 2=1.2m。(5) 放煤方式单设计长度(m)150 200隔、多口 放煤。这 种方式 丢煤少， 混矸少， 易

35、于实 现高产 高效，是 一种较 好的放 煤方式。4、运煤工作面采用可弯曲刮板输送机运煤，运输平巷采用机和胶带运输机运煤。(1) 刮板机型号SGZ764刮板输送机技术参数(煤矿机械设备)7 量 送 输中部槽X宽佥口中高刮板链链 双 中巨 链201.2T.013 口式 方 链 紧液合 啮 轨 齿 力 强 与 轮 弓 牵621围 用 适般度长W0 、 作2机型号SZZ764系列机(煤矿机械集团)型号项目7-SZZ764设计长度(m)50 60装机功率(kW)132200输送量(t/h)10001200爬坡角度(° )10悬空段中部槽规格(mm1500 X 722 X 609落地段中部槽规格

36、(mm1750 X 722 X 870刮 板 链刮板链形式中双链:圆环链规格22 X 86-C、26 X 92-C链速(m/s)1.4 1.5联轴节形式限矩摩擦离合器、弹性联轴器紧链方式闸盘紧链(2) 工作面采用自移式液压支架支护自移式液压支架 ZFS3200 /16/28 (煤矿机械集团)支撑咼度1.6 2.8 m工作阻力3126 KN初撑力2488 KN支架中心距1500 mm支护强度0.55 Mpa移架步距700 mm支架重量13.9 吨(3) 支护方式由于煤层f = 2，顶煤厚度较小，选用及时支护。(4) 移架方式由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进四刀，所以选择顺序移架方式。顺序

37、式移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于顶板比较稳定的高产工作面。工作面的支架需求量：由N = L / E ;(公式1-9)式中N-工作面支架数目，取整数;L工作面长度，mE架中心距；(6) 端头支架由于巷道宽度为4.5m,而架宽为1.431.59 m，因此选2架，上下两端共需4架。(7) 超前支护方式和距离由于采用综采开采，支撑压力分布围为2030米，峰值点距煤壁前方5-15m,所以超前支护的距离为20米。选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。铰接顶梁的长度为1000mm(8) 校核支架的高度经查采矿设计手册得到：在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200mn左右。即H

38、max = Mmax+0.2m。最小结构高度应比最小的采高小 250 350mm即Hmi n= Mmi n-(0.2 50.35)m已知选用的ZFS3200 /16/28 支撑掩护式支架的最大结构高度为2.8m> (2.6+0.2)，满足要求。支架的最小结构高度为1.6m< ，满足要求。强度校核：强度校核公式如下:Q=KX H1XpX 10 2 (公式 1-10)式中 K-顶板高度系数，取k=5;H1工作面米咼，m P -岩石密度,kg/ m3 ；将各参数值代入则有：Q=5X 2.6 X 2.5 X 10 2=0.33 MPa由于0.33 MPa v 0.55 Mpa (支护强度)

39、，因此支架选型满足工作要求5、处理采空区采用全部跨落法处理采空区。第二节工作面合理长度的验证1从煤层地质条件考虑该采区的可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为 25°，煤层厚度适中，顶底 板较稳定，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，所以布置195米的工作面比较合适。2 从工作面生产能力考虑工作面的设计生产能力为120万吨/年。正规循环每天进四刀，采煤机滚筒截深为 600mm所以煤层的工作面实际年生产能力为：330 X 0.6 X 4X 6.9 X 195X 1.3 X 0.93=128.73 （万吨）一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，在完成规定的生产任务后，产量还略有 富余，这样