采矿学课程设计(正文)

1、.课程设计 PAGE ：.；PAGE 25绪论一、目的 1、初步运用课程所学的知识，经过课程设计加深对课程的了解。 2、培育采矿工程专业学生的动手才干，对编写采矿技术文件，包括编写设计阐明书及绘制设计图纸进展初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计阐明书及绘制毕业设计图纸打根底。二、设计标题 1、设计标题的普通条件 某矿第一开采程度上山某采(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3600米，倾斜长度1100 米，采(带)区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1和K2煤层属简单构造煤层，硬度系数f=2，各煤层瓦斯涌出量也较

2、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)区效力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)区消费系统所需的其他开辟巷道可根据采煤方法不同由设计者自行决议。 2、设计标题的煤层倾角条件(1)设计标题的煤层倾角条件1 煤层倾角条件1：煤层平均倾角为12(2)设计标题的煤层倾角条件2 煤层倾角条件2：煤层平均倾角为16三、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带区下部平车场(绕道线路和装车站线路)线路设计；设计采(带)区综合柱状图柱状厚度(m)岩性描述8.60灰色泥质页岩，砂页岩互层8.40泥质细

3、砂岩，碳质页岩互层0.20碳质页岩，松软3.5K1煤层，=1.30t/m34.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，巩固7.80灰色砂质泥岩0.2-0.5K2煤层4.60薄层泥质细砂岩，稳定3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.50K3煤层，煤质中硬，=1.30t/m3。3.50灰白色粗砂岩、巩固、抗压强度6080Mps。24.68灰色中、细砂岩互层四、进展方式 学生按设计大纲要求，任选设计标题条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合运用所学知识，每个人独立完成一份课程设计。设计者之间可以讨论、自创，但不得相互抄袭，疑问问题可与指点教师共同研讨处理。本课程设计要求方案进展技术分析与经济比较。采区巷道布

4、置第一节区储量与效力年限 1.1.1采区消费才干选定为120万t/a1.1.2采区的工业储量、设计可采储量 (1)采区的工业储量Zg=HL(m1+m2+m3)(公式1-1) 式中：Zg采区工业储量，万t；H采区倾斜长度，1100m；L采区走向长度，3600m； 煤的容重，1.30t/m3；m1K1煤层煤的厚度，为3.5米； m2 K2煤层煤的厚度，为0.2-0.3米,取平均0.35米； m3 K3煤层煤的厚度，为2.50米；Zg=11003600(3.5+0.35+2.50)1.3=3268.98万tZg1=110036003.51.3=1801.8万tZg2=110036000.351.3=

5、180.18万tZg3=110036002.501.3=1287万t (2)设计可采储量ZK=(Zg-p)C(公式1-2)式中：ZK设计可采储量,万t； Zg工业储量，万t； p永久煤柱损失量，万t；C采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。本设计条件下取80%。永久维护煤柱:(采区边境永久煤柱损失量和上山煤柱损失。采区两边边境维护煤柱取10米,采取上部边境煤柱取20米维护煤柱下部边境取30米维护煤柱;上山之间煤柱取20维护煤柱米上山两侧煤柱各取去30米维护煤柱)Pm1=2036003.51.3+3036003.51.3+102(1100-20-30)3.51.3+302

6、(1100-20-30)3.51.320(1100-20-30)3.51.3=129.6750万tPm2=2036000.351.3+3036000.351.3+102(1100-20-30)0.351.3+302(1100-20-30)0.351.320(1100-20-30)0.351.3=12.9675万t Pm3=2036002.51.3+3036002.51.3+102(1100-20-30)2.51.3+302(1100-20-30)2.51.320(1100-20-30)2.51.3=92.625万t 采区设计可采储量： ZK1=( Zg1-p1)C1=(1801.8-129.6

7、750)0.75=1254.093万tZK2=( Zg2-p2)C 2=(180.18-12.9675)0.85=142.131万tZK3=( Zg3-p3)C 3=(1287.00-92.625)0.80=955.5万t1.1.3 采区效力年限:T= ZK/AK (公式1-3)式中：T采区效力年限，a;A采区消费才干，150万t；ZK设计可采储量，2315.7万t；K储量备用系数，取1.3。T1= ZK1/AK=1254.093万t/(120万t1.3)=8.04aT2= ZK2/AK=142.131万t/(120万t1.3)=0.91aT3= ZK3/AK=955.5万t/(120万t1.

8、3)=6.13aT= T1+ T2 +T3 = 8.04+0.91+6.13=15.08a，取15年。1.1.4、验算采区采出率1、对于K1厚煤层: C1=(Zg1-p1)/Zg1 (公式1-4)式中： C采区采出率，%；Zg1 K1煤层的工业储量，万t；p1 K1煤层的永久煤柱损失，万t，； C1=(Zg1-p1)/Zg1 =1801.8-129.675/1801.8 =92.80% 75%满足要求2、对于K2中厚煤层：C2=(Zg3-p3)/Zg3 (公式1-5)式中： C采区采出率，%；Zg2K2煤层的工业储量，万t； P2 K2煤层的永久煤柱损失，万tC2=(Zg2-p2)/Zg2 =

9、 (180.18-12.9675)/180.18 =92.80% 80%满足要求3、对于K3中厚煤层：C3=(Zg3-p3)/Zg3 (公式1-5)式中： C采区采出率，%；Zg3K3煤层的工业储量，万t；P3 K3煤层的永久煤柱损失，万t，；C3=(Zg3-p3)/Zg3=(1287-92.625)/1287=92.80 80%满足要求第二节 采区内的再划分1.2.1、确定任务面长度 由知条件知：该煤层左右边境各有10m的边境煤柱，上部留20m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有：1100-50=1040m的长度，走向长度3600-302-20-102=3500m。地质构造简单，

10、煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小。且现代任务面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。又知，普通而言，思索到设备选型及技术方面的要素综采任务面长度为180250m，巷道宽度为4m4.5m,本采区选取4.5m，且采区消费才干为120万t/a，一个中厚煤层的一个任务面便可以满足消费要求，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米.取区段平巷的宽度为4.5m，留5m小煤墙。那么采煤任务面长度为：L1=(b-q-(2L2+p) n-p)/n (公式1-5) 式中： L1任务面长度，m； L2区段平巷宽度，m；b采区倾向长度，m； q采区上下边境预留煤柱宽度，m； P护巷煤柱宽度，m； n区段数目

11、，个； L1=(1100-20-30-(4.5+5) 5)-4.5)/5=199.6m 任务面长度取200米1.2.2、任务面消费才干Qr = A/(T1.1) (公式1-6) 式中：A采区消费才干，120万t/a ； Qr 任务面消费才干，t /天； T每a正常任务日，330天。故： Qr = A/T1.1 =120/(3301.1) =3305.78t1.2.3任务面接替顺序目前，煤炭企业消费系统向高产高效集中化消费的方向开展，新建大型化矿井均朝“一矿一井一面的设计思想改革，采用提高任务面单产，用一个任务面的产量来保证整个矿井的设计消费才干，故为顺应现阶段煤炭行业的知道规范，本采区设计一个

12、采煤任务面。其任务面接替顺序如下表：对于K1煤层：1101停采线80m110211031104110511061107110811091110K1煤层任务面接替顺序：1101110211031104110511061107110811091110对于K3煤层：3101停采线80m310231033104310531063107310831093110K3煤层任务面接替顺序：3101310231033104310531063107310831093110注：箭头表示回采任务面的接替顺序。第三节 确定采区内预备巷道布置和消费系统1.3.确定采区内预备巷道布置和消费系统1.3.1完善开辟巷道为了减少

13、煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件及采矿工程设计规划，在第一开采程度中，把为该采区效力的运输大巷回风大巷布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中，回风大巷布置采区上部边境。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。因此采用任务面布置图所示任务面接替顺序，就能弥补沿空掘巷时任务面接替复杂的缺陷。 采区布置方案分析比较确定采区巷道布置系统， 采区内有三层煤，采用结合布置，根据相关情况初步制

14、定以下三个方案进展比较：方案一：采区上山结合布置 两条岩石上山 在距K3煤层底板15m处岩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，两上山层位有一定差距，使其分别结合两翼的区段;平巷不交叉；石门联络各煤层。通风道路：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷任务面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输才干大。方案二：采区上山结合布置两煤层上山 在K3煤层中布置另 一条轨道上山一条运输上山。通风道路：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部

15、车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷任务面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：采用两条煤层上山，工程量小，初期投资少但上山不易维护，维护费用高，需求维护煤柱。方案三：采区上山结合布置一煤一岩上山 在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在K3煤层中布置另 一条轨道上山，石门联络各煤层。通风道路：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷任务面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。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，但轨道上山不易维护，维护费用高，需求维护煤柱。 在K3煤

16、层中布置另 一条轨道上山一条运输上山。通风道路：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷任务面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：采用两条煤层上山，工程量小，但上山不易维护，维护费用高，需求维护煤柱。技术经济比较：表1-6 技术比较表方案一方案二方案三优 点：两条上山均布置在岩石中，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，提高了煤炭的消费率，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，受采掘影响较大添加了岩石工程量，降低了消费率，添加了掘进本

17、钱表1-7 掘进费用表方案工程称号方案一方案二方案三单价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m157810501.22 =2640416.60.000.0010501.2=1320208.3煤层上山m12480.000.0010501.22=2640338.97610501.2=1320169.488煤仓(元/m3)1441.23.144215/0.9245=4893.50670.50.000.001.23.14425/0.9245=1631.79623.5甩入石门(元/m)11521.210/0.2765=434.850.10.000.000.000.00合计537.2338.

18、976410.288表1-6 维护费用表方案工程称号方案一方案二方案三单价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m40264016=42240168.960.000.00132016=2112084.48煤层上山m900.000.00264016=42240380.16132016=21120190.08煤仓(元/m3)8093.616=1497.611.980.000.0031.216=249619.968甩入石门(元/m)80434.816=6956.855.70.000.000.000.00合计236.64380.16294.528表1-6 辅助费用表方案工程称号方案一方案二

19、方案三单价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)951434.841.350.000.0031.22.97甩入石门(元/m)95193.68.90.000.000.000.00合计50.252.97表1-6 费用总汇表 方 案费用工程方案一方案二方案三掘进费用489.2330.97410.28维护费用236.64380.16294.52辅助费用50.250.002.97费用总计753.77698.13675.73百分率116.87%105.42%100%综上技术经济比较所述：应选择方案二，即双煤层上山的煤层群结合布置的预备方式由于煤层条件好瓦斯水涌出量小故只设置两条上山就可

20、以一条运输上山一条运输上山m3煤层煤层赋存条件简单煤质硬度f=2较硬，从经济上技术上综合比较可选用一煤层一岩上山布置在k3煤层中，k3煤层底板岩层布置运输上山k1 k2采出的煤经过溜煤眼到达采区运输上山。1.3.3回采巷道布置方式.：单巷沿空掘巷掘进方式。分析：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，可以充分发扬棕采高产高效的优势。同时，为减小煤柱损失，提高采出率。综合思索各种要素，采用单巷沿空掘巷方式区段间留设5米小煤柱。在采区巷道布置平面图内，任务面布置和推进的位置应以到达采区设计产量及平安为准。任

21、务面推进到距采区上山30米处的位置。1.3.4确定采区内上、下区段相邻任务面交替期间同时消费时的通风系统图采区内上、下区段相邻任务面交替期间同时消费时的通风系统如下图。1.3.5采区上部和下部车场选型： (1)思索到采用采用采区上部车场有车辆运转顺当、调车方便等优点和有通风不良，有下行风的缺陷，确定采用上部平车场。(2)由于运输大巷距阶段运输大巷25m，采区消费才干大，故下部车场可选择大巷装车式下部车场(底绕式)。第四节 采区中部甩车场线路设计1.4.1斜面线路联接系统参数计算 该采区开采近间隔 煤层群，倾角为16。铺设600mm轨距的线路，轨形为15kg/m，采用1t矿车单钩提升，每钩提升3

22、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。道岔参数为1=1415，a1= a2=3340, b1= b2=3500。 斜面线路一次回转角1=1415 斜面线路二次回转角=1+2=1415+1415=2830 一次回转角的程度投影角1=arctan(tan1/cos)=144758(为轨道上山倾角16) 二次回转角的程度投影角=arctan(tan/cos)=291734(为轨道上山倾角16) 一次伪倾斜角=arcsin(sincos1)=arcsin(sin16cos1415)=15294

23、2 二次伪倾斜角=arcsin(sincos)=arcsin(sin16cos2830)=15416为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图1-8：图1-8 中部甩车场线路计算草图图1-8 中部甩车场线路计算草图图1-8 中部甩车场线路计算草图图1-8 中部甩车场线路计算草图2)斜面平行线路联接点参数确定如图1-9：图1-9 斜面平行线路联接图1-9 斜面平行线路联接 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一样，曲线半径取R=9000mm，那么各参数计算如下：B=Scot=1900cot1415=7481mmm=S/sin=1900/s

24、in1415=7719mmT=Rtan(/2)=9000tan(1415/2)=1125mmn=m-T=7719-1125=6594mmc=n-b=6594-3500=3094mmL=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm1.4.2竖曲线相对位置 竖曲线相对参数： 高道平均坡度：ia=11,rg=arctania=3749 低道平均坡度：id=9,rd=arctanid=3056 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： g=- rg=152942-3749=145153 hg= Rg(cosrg-cos)=20000(co

25、s3749-cos152942)=725.71mm Lg= Rg(sin-sinrg)=20000(sin152942-sin3749)=5123.mm Tg= Rgtan(g/2)=20000tan(145153/2)=2609.03mm Kg=Rgg/57.3=5188.38mm 低道竖曲线参数：d= rd=152942-3056=1638 hd= Rd(cosrd-cos)=9000(cos3056-cos152942)=326.75mm Ld= Rd(sin-sinrd)=9000(sin152942sin3056)=2485.37mm Td= Rdtan(d/2)=9000tan(1

26、638/2)=1265.71mm Kd=Rdd/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332=18m，起坡点间距设为零，那么有：H=1800011+180009=360mm竖曲线的相对位置： L1=(T-L)sin+msin+hg-hd+H=2358.83mm 两竖曲线下端点(起坡点)的程度间隔 为L2，那么有L2= L1cos+ Ld- Lg=2358.83cos152942+2485.37-5123.08=-364.6 负值表示低道起坡点超前与高道起坡点，其间距满足要求，阐明S选取2000mm适宜。1.

27、4.3高低道存车线参数确定 闭合点O的位置计算如图1-10：图1-10 闭合点联接 图1-10 闭合点联接 设高差为X，那么： tan rd=(X-X)/Lhg=0.009tan rg=(H-X)/Lhg=0.011X= L2id=364.610.009=3.281mm将X带入那么可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm1.4.4平曲线参数确定 取曲线外半径R1=9000mm 取曲线内半径R2=9000-1900=7100mm 曲线转角=144758 K1= R1/57.3=9000144758/57.3=2324.52mm K2= R2/57.3=7100144758/57.3

28、=1833.79mm K= K1 -K2=2324.52-1833.79=4 T1= R1 tan/2=1168.85 T2= R2 tan/2=9 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，外曲线和内曲线得弧长之差为 K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm那么有低道存车线得总长度为L=LhgK=17835.93+490.73=18326.66mm 具有自动下滑得长度为17835.93mm，平破长度为490.73mm

29、，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14366.75mm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衔接点长度Lk： 存车线单开道岔DK615-4-12，。那么Lk=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm (7)甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度： M2 =acos+(b+L+a+L1+Td)coscos+( Td+C1+ T1)cos+ T1+d+Lk =3340cos16+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)c

30、os152942cos144758+(1265.71+2000+922.09)cos144758+922.09+14366.25+11946=52262.07mm H2 =(b+L+a+L1+Td)cossin+( Td+C1+ T1)sin+S =(3500+3340+2358.83+1265.71)cos152942sin144758+(1265.71+2000+922.09)sin144758+1900=7663.97mm 线路各点标高 设低道起坡点标高1=0； 提车线2=1+hd=326.75mm 5=2+(L+L1)sin =326.75+(8606+2358.83)sin15294

31、2=3256.05mm 车线 3=1+H=0+360=360mm 4=3+hg=360+725.71=1085.71m 5=4+msin+T1sin=1085.71+7719sin1416+ 1125152942=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标高点一样，故标高闭合，满足设计要求。 轨起点6=5+(b+a)sin=3256.05+(3500+3340)sin152942=5110.1mm 7=6+asin=5110.1+3340sin16=6030.73mm 车线 8=1+Lhdid=0+18200.540.009=163.8mm 9=8=163.80mm1.

32、4.5根据结果绘制甩车场平面图如图1-11其坡度图如图1-12：图1-11 采区中部车场平面图图1-11 采区中部车场平面图图1-12 车场坡度图图1-12 车场坡度图第二章 采煤工艺设计第一节 采煤工艺方式确实定2.1. 选第三煤层，即k1煤层为对象设置采煤工艺。 由于k3煤层厚度为3.5m，属于中煤层，硬度系数f=2，构造简单，无断层，故可用综合机械化采煤工艺，大采高一次采全厚采煤法任务面“三八制造业方式，即两班采煤，一班预备。采煤机截深为1.0m，。 任务面回采工艺流程为：采煤机割煤、装煤移架采煤机向下装煤推移刮板保送机斜切进刀推移刮板保送机。2.1.1落煤与装煤 (1)确定落煤方式 采

33、用综合机械化放顶煤开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。(2)确定任务面日推进度 V=Qr /(L1h ) (公式2-1) 式中： v日推进度，m/天； Qr 任务面设计消费才干，t/天已算出3305.78t； L1任务面长度，m； h采煤机割煤高度煤层厚度m， 任务面采出率,对于厚煤层取0.93; 煤得容重,t/m3; 将数据带入可得: V= 3305.78/(200 3.50.931.3) = 3.91m/d 选择滚筒截深1000mm,日进8刀,采用“三八制，两采一预备的任务制度。 (3)进刀方式：为了合理利用任务时间，提高效率。采用端头斜切煤进刀割三角方式，双向割煤。进刀过程如下：a. 当采煤

34、机割至任务面端头时，其后的保送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤见图2-1a；b. 互换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿送机移直见图2-1b；c. 再互换两个滚筒上、下位置，重新前往割煤至保送机机头处见图2-1c；d. 将三角煤割掉，煤壁割直后，再次互换上、下滚筒，返程正常割煤见图6-1d。2.1.2任务面设备选型 其设备设备选型及配套应遵照以下原那么：1液压支架应能顺应煤层厚度的变化和顶板的下沉，要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富有，在最小采高或煤厚时卸得掉。2采煤机选型的原那么、适宜特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。、满足

35、任务面消费才干要求，采煤机实践消费才干大于任务面设计消费才干。 、采煤机性能好，可靠性高，各种维护功能完善。 、采煤机的选型应与矿井设计消费才干相顺应。3、刮板保送机的选型原那么、刮板保送机的保送才干要大于或等于采煤机或刨煤机的消费才干。、刮板保送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。、刮板保送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的衔接安装和配合间隙要匹配。根据煤层的实践情况，经查，选用采煤机。(1)采煤机参数:采煤机型号MG700-WD1采高1.84.0顺应煤层硬度=3煤层倾角=40截深800mm滚筒直径mm1600卧底量255mm.配套运输机槽宽730,764，800牵引力kN500300牵引速

36、度08.3滚筒中心距电机功率(kw)2300+240+211700机面高度1685mm总质量50t制造厂西安煤机厂液压支架各参数如下：(2)液压支架 ZY35-17/35郑州煤机厂型式支撑掩护式支撑高度1.73.5m宽度1.421.59m煤层厚度中厚煤层初撑力1884KN任务阻力4000kN支架中心距1500mm支护强度0.73Mpa顺应煤层倾角25泵站任务压力14.7Mpa 序号设备称号数量型号备注1采煤机1MG700-WD12液压支架ZFS4400/18/283刮板保送机2SCEC-730/4004转载机1SZZ-764/1325破碎机1PEM10006506胶带运输机1SSJ1200/3

37、200M7喷雾站1XP250/558端头支架6ZFS4800/20/309乳化液泵站1XRB B-80/35.D10磁力启动器111配电箱2.1.3运煤支护(4)确定移架方式 由于此采区顶板条件好，构造稳定，所以选用依次顺序式的移架方式。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任务面。(5)确定支护方式 此任务面采用及时支护方式，采煤机割煤后，先移架后推溜，防止冒顶和片帮。(6)确定端头支架 根据任务面条件，选择得端头支架为：ZFS4800/20/30。其各项参数如下：序号参数类型参数值序号参数类型参数值1型号ZFS4800/20/308中心距150

38、0mm2型式支撑掩护式9外形尺寸457014202030mm3支架分量15.57t10支护强度0.87Mpa4运煤方式单保送机运输11顺应煤层倾角255高度2.032.98m12供液泵压31.5Mpa6任务阻力4704 kN7初撑力3920 kN14设计单位北京煤机厂(7)确定超前支护方式与间隔 超前支护采用金属铰接顶梁支护，超前任务面25米。(8)校核支架高度与强度在实践运用中，通常所选用的支架的最大构造高度比最大采煤高度大200mm左右，即：Hmax=Mmax0.2，m1=3.5-2.80.2m，满足要求；最小构造高度应比最小采煤高度小250350mm，即：Hmin=Mmin0.250.3

39、5，m2=2.2-1.70.250.35m，满足要求；强度校验：P=(68)9.8SMcos式中：S支架支护的顶板面积，m2顶板岩石密度，tm3 M采高，m 煤层倾角，P=89.85.6781.421.32.5cos16=1975KN4000KN经校核，支架高度与强度均符合要求。 (9)确定任务面支架的数量由于端头支架中心距2m，巷道宽度4.5m，那么所需端头支架数量为： N1=4.52/2=4 架即需求6架端头支架。任务面所需支架数量为： N2=200/1.5=133.3 架取N2=134架，即任务面所需液压之间数量为134架。那么一个任务面共需求液压支架的数量为：N=N1+N2=6+134

40、=140 架214采空区处置采用全部垮落法处置采空区，假设较长间隔 顶板不垮落，那么采用强迫放顶处置采空区。第二节任务面合理长度的验证1从煤层地质条件思索该采区内的三层可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为16，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米的任务面比较适宜。2从任务面消费才干思索任务面的设计消费才干为120万吨/年。正规循环每天进八刀，采煤机滚筒截深为800mm，所以K1煤层的任务面实践年消费才干为：3300.80082.52001.30.93=127.67(万吨)可以满足设计120万吨的消费才干的要求，一个任务面消费就可以满足设计消费才干的要求，并且思索到其他各个方面对消费的影响，任务面的长度确定的合理。3从运输设备及管理程度角度思索采区消费选用的设备均为国内先进的的消费设备，任务面选用的200米刮板保送机。由于如今提倡管理人员的知识化、年轻化，所以任务面长度为200米在管理上是毫无问题的。4从顶板管理及通风才干思索该采区的顶板较稳定，任务面可以适当的加长，综采任务面的长度普通在180250m，所以选择的任务面的长度为200米较适宜。另外，任务面的瓦斯涌出量较