《采煤设计.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《采煤设计.doc（46页珍藏版）》请在三一办公上搜索。
1、 前言 随着我国市场经济的发展，企业按照市场经济规律，为取得利润的最大化和降低经营风险，开展了多元化经营模式，在当今科技经济发展的新形势下，煤炭开采技术的研究必须面向国内国外两个市场，面向经济建设主战场，立足于煤炭开采技术的前言，立足于中国煤炭发展战略所必备的技术设备，立足于煤炭工业中长期发展战略所必需的关键技术的攻关，立足于煤炭工业工程实际问题的解决，重点从事中场那个气研究开发和技术设备，跟踪产业科技前沿，开发有自主知识产权的以煤炭开采技术及配套设备的主导核心技术，占领技术制高点。采煤方法和工艺的进步和完善始终是采矿科技发展的主题。本次设计的主要依据是大雁第一煤矿矿井井田地质报告以及大雁第一
2、煤矿东四采区的地质报告和东四采区回采规程。本次设计将着力解决以下问题：东四采区工作面的设计，回采工艺的设计，破煤方式的选择，装煤及运煤方式的选择，工作面端头支护的设计以及顶板的管理等内容并最终绘制出工作面布置图。本次回采工艺设计的目的在于通过课程设计巩固和加强课堂理论知识，并使之与生产实践紧密结合，以培养学生运用所学知识分析问题与解决回采中各种主要工序的基本能力，掌握设计的基本方法和设计技能，并结合生产实践，锻炼解决生产所遇到的实际问题，培养学生正确的思维方式和工程技术人员应具备的基本技能。一、编制设计依据编制本初步设计的主要依据：1、内蒙古大雁第一煤矿有限责任公司初步设计委托书；2、国土资源
3、部国土资矿划字2005028号文划定矿区范围批复；3、国家和行业有关规程、规范。 二、设计的指导思想以市场为导向，以经济效益为中心，按现代化高产高效矿井模式设计，采用先进技术，提高机械化程度，集中生产,精简机构，提高工效，实现煤炭生产最佳综合效益。三、设计内容 采区概况、采区地质概况、设计工作面的原回采工艺情况、回采工艺设计、采区生产系统。四、矿井设计的主要特点1、设计范围矿井，选煤厂铁路专用线列单项，设计内容简述，投资未列入。在编制初步设计的同时，编制了初步设计安全专篇；初步设计劳动安全与工业卫生专篇；初步设计建筑防火设计专篇；初步设计环境保护专篇。2、矿井设计规模为240万t/a；选煤厂设
4、计规模同矿井。3、矿井生产集中布置，初期以一个采区一个综采放顶煤工作面达到设计生产能力，备用一套综放设备。4、大巷煤炭运输采用带式输送机运输系统。辅助运输采用架线电机车牵引1t固定矿车运输系统。采区辅助运输采用无极绳连续牵引车。5、煤炭加工经技术经济比较设计推荐原煤筛分破碎、风选排矸方案。产品结构为混煤和矸石。考虑煤的水分有待于通过井巷掘进煤试验后确定，风选工艺系统根据掘进煤试验资料确定，先将筛分车间建成。6、本矿组建矿山救护中队，下设三个小队。救护装备按中队装备标准配备。五、存在的主要问题与建议1、建立岩移观测站，对采动影响的地表移动变形情况进行监测；2、应尽快完善审批手续。第一章 采区概况
5、1.1 采区境界大雁一矿东接牙克石市，西连海拉尔区，南邻巴彦磋岗苏木，北至海拉尔河与陈巴尔虎旗相望。地点为大雁镇。本矿年产量为240万吨，工作面全部为综合机械化放顶采煤，煤层厚度为8米，顶板处理方法为全部垮落法。工作面位置及井上下关系见表1：表1 工作面位置及井上下关系表水平名称+500水平采区名称东四采区西翼二段30#层工作面地面标高/m+699井下标高/m+419 +544地面的相对位置该回采区域位于东四采区第58勘探线之间的30号煤层，回采范围内对应地表为山地和丘陵部分有耕地，无建筑物，但有部分冲积沟。回采对地面设施的影响无井下位置及相邻 关系回采范围内东邻东四采区风井及其以东的30号煤
6、层未开采煤体；西邻东四采区第8勘探线及F3断层边界线；南邻东四采区西翼一段30号煤层运输巷；北邻东四风井F2井田边界断层。走向长度/m1072倾斜长度/m217面积/m22326241.2 瓦斯含量及矿井瓦斯等级开采煤层瓦斯、自燃、煤尘爆炸性及地温等因素对回采影响情况见表2：表2 影响回采的其它地质情况表矿井瓦斯等级和相邻工作面瓦斯涌出量0.91m3/t相邻工作面二氧化碳涌出量无煤层煤尘爆炸指数及程度煤尘爆炸指数46.17%爆炸程度容易爆炸煤的自燃倾向性和自然发火期自燃倾向性容易自燃自然发火期36个月冲击地压危害和应力集中区无地温危害无地质部门的具体建议1、由于采区内有1个钻孔穿过本煤层，孔号
7、为74-72. 该钻孔封孔段为35-50m，95-110m。所以回采至钻孔附近时必须制定相应的安全技术措施，预防孔内可能积存的水或瓦斯涌出，确保安全生产。2、由于该回采工作面断层较多，断层附近煤（岩）破碎，在施工至断层附近时应加强帮顶管理，以防片帮、冒顶事故的发生，并密切注意断层的走向及延展趋势。3、在本工作面回采时应完善排水设施，加强工作面的排水能力，以保证工作面的正常回采。4、加强防治水管理，制定防治水 ，保证矿井安全生产。1.3储量及服务年限1.3.1、储量：（一）、工业储量：206.8万t。 （二）、可采储量：165.1万t。1.3.2、工作面服务年限（以月为单位）。工作面的服务年限=
8、开采推进长度/设计月推进长度=（1072m /100m）=11个月。1.4矿井工作制度矿井设计年工作日为300d，每天三班作业，其中两班生产、一班准备，每班工作8h，每天净提升时间为14h。1.5井筒型式本矿井现有三条井筒，其中，主、副斜井设在三斜工业广场内，东四风立井设在井田的东翼。主斜井：担负煤炭的提升任务并兼作辅助进风，采用铁棚子及料石砌碹支护，为矿井井下安全出口。 副斜井：担负升降人员、运输材料及设备的提升任务并兼作主进风井。为矿井井下安全出口。东四风井（立井）:采用混凝土碹支护，作为全矿井的回风井。1.6 巷道布置1.6.1、工作面顺槽1、工作面轨道顺槽 工作面按走向长壁布置，工作面
9、前后两巷沿煤层底板布置。轨道顺槽与东四风井联系。轨道顺槽长1184m，净宽3.2m，净高2.5m，采用锚杆支护，锚杆排距0.8m，间距0.9m；巷道主要用于工作面的回风和辅助运输。巷道内布置有移动变电列车、乳化液泵站、绞车、供水注浆管路等设备。2、工作面运输顺槽 工作面运输顺槽巷道长1060m，净宽3.5m，净高2.5 m，与东四运输机上山联系；采用锚杆支护，锚杆排距0.8m，间距0.9m。巷道主要用于工作面的进风和煤炭运输。巷道内布置有皮带运输机、转载机、破碎机等设备。 1.6.2、采煤工作面切眼开切眼全长217m，宽3.6m（扩帮后7.2m），高2.5m，与运输顺槽和轨道顺槽联系，主要用于
10、工作面设备的安装。1.6.3、工作面正规循环生产能力W=LShrc=2171.231.293%=872t式中 W工作面正规循环生产能力，t； L 工作面平均长度，m； S工作面规循进尺， m； h工作面设计采高， m； r煤的视密度， t/m3； c工作面采出率， %；采煤机截割高度3.0m，截深0.6m，放煤厚度4.32m，循环进度（放煤步距）1.2m，两采一放，工作面回采率93%，放顶煤回收率为65%，煤的容重为1.2t/m3，则：循环割煤量2171.231.293%=872t；循环放煤量2174.32 1.2 1.2 65% 877t。1.7 采煤方法17.1、进刀方式采煤机进刀采取端部
11、自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为30-35m，进刀深度0.6m，采煤机往返一次进两刀。一天进八刀，具体操作如下：进刀过程：1）.采煤机运行至工作面端头后，调整采煤机前后滚筒上下位置，改变采煤机运行方向，采煤机沿输送机反向运行，经过输送机的弯曲段进入输送机的直线段，滚筒切入煤壁。2）.推移输送机弯曲段和机头（机尾），将输送机推直，同时调整前后滚筒上下位置，向工作面端头运行割三角煤。3）.调整采煤机滚筒上下位置，改变采煤机运行方向。4）.采煤机正常割煤，在采煤机后15m以外移溜。5）.工作面后端头进刀方式采取同法。1.7.2、工艺流程：采煤机下行割煤-伸前探梁、打护帮板、支前溜、清浮煤、
12、移支架、拉后溜-采煤机前头斜切进刀、移排头支架、支前溜、拉后溜-采煤机下行割三角煤-移排头支架、支前溜、拉后溜、拉转载机、-采煤机上行割煤-伸前探梁、打护帮板、支前溜、清浮煤、移支架-放顶煤、拉后溜-采煤机后端部斜切进刀、移排尾支架、支前溜、拉后溜-采煤机上行割三角煤-移排尾支架、支前溜、拉后溜采煤机下行割煤。 1.7.3、工艺要求：1).割煤：割煤高度不得超过3.0m，最低不得低于2.8m；割平顶底板，不留伞檐。割煤时要及时收回支架护帮板和伸缩梁，割煤后打开护帮板并且：（1）.在生产过程中工作面压力较大、顶板破碎、煤壁片帮严重时收护帮板与采煤机的距离不能小于6m，大于12m，由专人负责将护帮
13、板伸到位。伸护帮板人员距采煤机不小于5m，大于8m。伸护帮板人员作业时要时刻注意周围安全情况，发现隐患及时处理后方准继续作业。（2）.在生产过程中工作面压力较小、顶板完整、煤壁无片帮时收护帮板与采煤机的距离可扩大到2025m，同时由专人负责将护帮板伸到位。伸护帮板人员距采煤机距离控制在1015m。割煤后及时给好伸缩梁和护帮板，严防采煤机割煤时损坏支架。2).移架：在生产过程中工作面压力较大、顶板破碎、煤壁片帮严重时移架工作滞后采煤机2530m。在生产过程中工作面压力较小、顶板完整、煤壁无片帮时移架工作滞后采煤机4045m。追机单架依次顺序移架作业，特殊情况可采取超前移架；赶不上采煤机时，必须停
14、止割煤。移架极为困难时使用单体液压支柱辅助移架。液压支架必须达到足够的初撑力。移架做到快（移架速度快）、够（推移步距够）、正（操作正确无误）、匀（平衡操作）、直（支架成线）、紧（及时支护、紧跟采煤机）、净（及时清除架前架内浮煤）。3).推移前部刮板输送机：滞后正在割煤的采煤机的距离（弯曲段）不得小于15m。按照从机头向机尾或从机尾向机头的顺序推移，严禁从中间向两端推移或任意分段推移，推移后保证输送机平直，机头、机尾不滞后。4).放顶煤：工作面初采前10m不放顶煤，末采最后20m不放顶煤，只进行割煤，放煤工作必须在每循环中采煤机割完第二刀煤、移架后进行；工作面前后排头排尾支架只采不放顶煤；放煤时
15、，先收支架尾梁插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接进入后部刮板输送机。尾梁与插板升起的高度必须保持一致。放煤遵循由前向后，三轮间隔，等量顺序均匀，大块破碎，“见矸即止的原则。每轮放煤间距为20部支架，掌握好放煤情况，控制好后部刮板输送机煤量情况，防止后部刮板输送机过载、压住。大块煤矸堵住放煤口时，升降尾梁、伸缩插板将其破碎。5).拉移后部刮板输送机： 放煤后按照从机头向机尾或从机尾向机头的顺序交替拉移。拉移前仔细检查有无障碍物，发现问题及时处理，以减少拉移后部刮板输送机阻力，严禁拉成急弯。第二章 采区地质概况2.1 煤层工作面煤层情况见表3：表3 煤层情况表煤层厚度 m
16、8煤层结构较为复杂煤层倾角 1126之间，平均17开采煤层厚煤层煤 种褐煤稳定程度中等稳定煤层情况描述30号煤层在该回采范围内总体平均厚度为8米，其煤层结构为4.32(0.30)3.80。煤层赋存稳定，煤层在走向上，东部薄于西部；在倾向上浅部薄于深部。在煤层中部含有1层平均为0.27米厚的灰黄色泥质粉砂岩，该岩胶结性较好，分选性好，全区发育稳定，为本煤层的良好标志层。工作面煤层顶底板情况见表4：表4 煤层顶底板情况表名称煤（岩）层厚度/m特 征老顶中粒砂岩15.89块状，分选性较好，松散，含水直接顶泥岩9.27块状,泥质胶结,含少量炭屑伪底含砾泥岩2.1灰黑色，块状，有滑腻感，含碳屑老底碳质泥
17、岩2.1呈灰黑色，固结性较好，遇水膨胀变软，块状,泥质胶结2.2 地质构造及煤质2.2.1地质构造断层情况以及对回采的影响见表5：上述断层中上顺槽所遇见的断层编号为F11-02的断层为F2边界断层，在下顺槽中所遇见的小型断层中多个断层向采区内延伸，这将会给回采工作带来一定的影响，在回采工作中应注意各断层的落差变化情况及其延展的趋势。表5 断层情况表断层编号断 层 实见 位 置断 层性 质走向（）倾向（）倾角（）落差（M）F11-01下顺槽正断层130220594.70F11-02上顺槽正断层111201476.20F11-03下顺槽正断层80350740.30F11-04下顺槽正断层94184
18、780.60F11-05下顺槽正断层955390.30F11-06下顺槽正断层94184790.20F11-07下顺槽正断层911271.20F11-08下顺槽正断层113203812.00F11-09下顺槽正断层955671.00F11-10下顺槽正断层190280530.402.2.2 煤质本区煤层呈黑褐色，块状或层状构造，含有少量丝炭，暗淡光泽，煤岩类型暗淡型或半暗淡型，断口平整或参差状，贝壳状，较脆，节理发育，风化后风化后多聚裂纹或呈碎块状。根据煤质化验资料来看，属特低硫，低磷，特低中灰分煤，属含油煤层。 1、 煤质指标和要求 煤炭的含矸率和灰分应控制在集团公司有关部门要求以下。 2、
19、 提高煤质的措施1.工作面出现漏、冒顶时，要通知手选车间加大手选力度。2.严禁一切非生产用水混入原煤中，做好防治水工作。3.采煤机司机做到停机停水，喷雾洒水装置符合规定。4.下顺槽密集支柱打齐打全，防止向转载机上掉矸。5.放煤工放煤时，做到“见矸即止”，减少原煤含矸率。 3、提高采出率措施。1.采煤机司机按规定的层位割煤，保证顶底煤厚度。2. 采煤机司机控制好工作面的采高。3.放煤工保证放煤质量，按轮次放顶煤。第三章 设计工作面的原回采工艺情况3.1、采煤工艺1、割煤：MG250/675-QWD型双滚筒采煤机。2、装煤：采煤机割下的煤由采煤机滚筒螺旋叶片装入刮板输送机 ，螺旋叶片未装入的煤由输
20、送机铲煤板铲入输送机内；浮煤人工清理。3、运输： SGZ-764/630刮板运输机两台,采用SZZ-830/315型转载机,PLM1800破碎机, SSJ-1000/160型胶带输送机两台。4、支护：ZFS5200-15.5/31 ZFS4000-15/32La型液压支架。 5、采空区处理：全部垮落法。6、 工作面设计采高3m；放煤高度4.32m。采放比为1：1.44。7、放煤：采用“三轮连续放煤法”。即：先采后放，由前至后依次逐架进行放煤，分三轮放完。要求：1）.放煤步距为1.2m,即“两采一放”。2）.必须在最小控顶距时放煤，放煤时伸出支架前探梁，打开支架护帮板，端面距缩为零。3）.第一轮
21、：收回尾梁插板，煤放净后升高尾梁，伸出尾梁插板。4）.第二轮：收回尾梁插板，降下尾梁，煤放净后升高尾梁，伸出尾梁插板。5）.第三轮：反复升降支架尾梁进行放煤，直至见到顶板矸石(粉砂质泥岩)停止，伸出尾梁插板（插严）。6）.以上“三轮”放煤工序每一轮间隔20部支架以上。3.2、放煤方法及注意事项：（1）、放煤时采用顺序放煤法。即逐台放煤，但不允许一次放空见矸，这样会影响邻架的放煤工作，会造成：一是含矸量增加；二是降低产量，这样会使回采率达不到标准。（2）、放煤工作滞后拉架工作不少于10m。（3）、放煤出现大块时，要用插板挤碎，如卡住放煤口时，要反复升降尾梁来破坏顶煤，减少大块数量，必须注意不得将
22、尾梁插板伸到正在运行的后部输送机上，以防卡坏后部输送机。（4）、放煤结束后将尾梁挑起，插板伸出关闭放煤口，不能影响后部输送机运行。（5）、放煤前应检查支护情况，如有空顶、漏顶、歪架等，停止该处及相邻两台支架放煤。 （6）、放煤时先观察后部输送机的位置和煤量，如输送机位置滞后或煤量过大，要减少放煤口的角度。（7）、放煤时支架后部严禁人员进入作业。（8）、严格执行一通三防措施。第四章 回采工艺设计4.1采煤工艺选择本采区地质构造简单，为单斜构造，工作面设计采高3m；放煤高度4.32m。采放比为1：1.44，煤层结构较简单。针对本条件的采煤提出了两种方案：一方案为大采高综采，二为放顶煤综采。两方案的
23、特点如下：一方案：大采高综采采煤机高度超过3.5m的大采高综采近10年来的发展较快，已取得显著成效，已经成为我国建设高产高效矿井的重要采煤方法。大采高综采长壁工作面开采后，跨落带高度随采高增大而增加，如垮落的直接顶岩层不能填满采空区，而在坚硬岩层下方出现较大的自由空间，折断后的基本顶岩层往往在靠直接顶附近难以形成“砌体梁”式的平衡，在其回转运动过程中往往对下位岩层和工作面支架形成冲击载荷及在工作面前方的煤体中形成较高的支撑力，并在工作面引起强烈的周期来压。因此，大采高工作面基本顶周期来压更为剧烈，局部冒顶和煤壁片帮现象更为严重。煤壁片帮深度随采高增加而增加。此外大采高综采还包括以下问题： 需控
24、制初采高度。为了有利于在开切眼中进行大采高液压支架，采煤机，输送机等设备安装，开切眼高度一般不宜超过3.5m。初采高度与开切眼高度一致。防治煤壁片帮。工作面容易出现大面积片帮，片帮后端面距加大，顶板失去煤壁支撑，常造成冒顶事故。液压支架防倒防滑。大采高综采工作面的装备重量达，高度高，工作面倾角加大后，输送机及液压支架下滑及倾倒的问题将很突出。煤层厚度超过采煤机采高是造成部分煤炭资源损失。 二方案：放顶煤综采我国综放开采经过将近10年的快速发展，已经取得了长足的进步，综采开采技术已经处于世界领先地位，作为一种高产高效，安全，低耗，经济效益好的采煤方法已经成为厚煤层开采的首选之一。它有着如下的优点
25、：高产高效。由于综采放顶煤实现了采放平行作业，能使一面多点同时出煤，一个工作面可相当与多个工作面同时生产，单产和工效均可提高80%-100%以上。巷道掘进率低。工作面搬家次数少。一般同等条件下搬家次数较分层开采减少一半以上。吨煤成本低。大幅度减少了材料与吨煤成本工资支出。对地质条件和煤层赋存条件适应性强。综采放顶煤可在缓斜煤层中适应煤层厚度变化。对落差不超过割煤高度的断层，对破碎顶板及“三软”煤层有更好的适应性。三方案：分层普通综采分层普通综采是指采高为3.50m以下的分层综采采煤法，是我国九十年代前厚煤层普遍使用的采煤方法之一,由于大采高综采和放顶煤综采的快速发展，分层普通综采逐渐被取代，近
26、几年发展速度较慢。到目前为止，国内分层普通综采的矿井一般均采用分层铺网方式，由于铺网工序复杂，综采队单产均未达到2.00Mt/a。而单层综采工作面最高产量为2.20Mt/a。分层普通综采在本矿区已经使用多年，也积累了很多经验，一般采用分层铺网方式，也可采用分层间留设煤皮的方式，因此，采用分层普通综采是可行的。如果选用国内使用成熟的先进设备，加强生产管理，工作面单产达到2.00Mt/a是可能的。根据上述分析，为提高矿井的机械化及劳动生产率水平，本次升级改造设计仍然采用综采低位放顶煤回采工艺。 落煤方式：采煤机的割煤是通过装有截齿的螺旋滚筒旋转和采煤机牵引运行作用实现的。 装煤方式：装煤是通过滚筒
27、螺旋叶片上的螺旋面进行装载的，将煤壁上切割下的煤运出，再利用滚筒上的螺旋叶片将煤抛至刮板输送机上运走。 运煤方式：滚筒将煤装载在输送机溜槽上，经输送机运送到转载机，经破碎机破碎后落在可伸缩皮带机上运出。 支护方式：工作面采用双柱掩护式支架，两顺槽采用单体配合长钢梁。 采空区处理方式：采用顶板自然垮落法。4.2 回采工艺方式4.2.1工作面支架选型设计工作面液压支架数计算工作面长217m，每台液压支架支设宽度按1.5m计算。工作面液压支架数N（2171.5）/1.5 =146（台）该面选用ZFS5200-15.5/31型支架，该液压支架额定工作阻力为5200KN。根据顶板压力公式: P NHFr
28、 3.081.5(3.58+0.3)27.44 3832.8KN5200KN式中:P- 顶板压力, KN ; N- 顶板压力系数48,8 ; H-采煤机割煤高度，3.0m; F- 支架支护面积, 1.5(3.58+0.3)m2; r- 顶板岩石平均容重 ,2.8T/m327.44KN/m3;经校算选用液压支架符合要求。液压支架基本参数的确定 1.支架规格的选择 估算顶板下沉量： SLnML式中SL-顶板下沉量，m； n -顶板下沉系数，0.04； M -工作面采高，m； L -控顶距，取支架前大柱处为2.25m即： SL0.043.02.250.27m则：支架的最大高度： H大M大SL 3.1
29、-0.27 2.83m支架的最小高度： H小M小SLa 2.8-0.27-0.10 2.43m其中：M大与M小-为最大、最小采高 3.1m和2.8m;a-移架时，支架的最小可缩量，0.10m。2.支架的伸缩量和伸缩比支架的伸缩量 SH大H小 2.83-2.43 0.40m1.55m支架的伸缩比 mH大H小 1.162符合要求。3.支架的初撑力支架的初撑力一般应等于或大于工作阻力的90即3832.890%=3450KN4680KN符合要求4.支架支护强度 FP/A式中： F-支架支护强度，KN/m2 ; P-液压支架工作阻力，KN; A-每架支架所支护的顶板面积，1.53.88m2; F=383
30、2.8/(1.53.88) =658.6KN/m2893.5KN/m2符合要求5.工作面最小、最大控顶距及支架中心距工作面最小控顶距为 L小de工作面最大控顶距为 L大des式中： d-支架顶梁长度,3580mm; e-梁端距，一般为200-400,300mm； s -采煤机截深,600mm；则: L小35803003880mm L大35803006004480mm支架中心距1500mm液压支架的选择根据我公司现有综采装备，并结合上述支架的基本参数，选ZFS5200-15.5/31型支架，该支架的具体参数如下：支架最大高度： 3.1m；支架最小高度： 1.55m；支架伸缩量： 1.55m；支架
31、伸缩比： 2；支架支护强度： 893.5KN/m2;支架额定工作阻力： 5200KN；支架额定初撑力： 4680KN；支架中心距： 1500mm；由以上参数可知，所选ZFS5200-15.5/31型液压支架符合要求。工作面顶板压力计算:该面选用ZFS4000-15/32La型支架，液压支架额定工作阻力为4064KN。根据顶板压力公式: PNHFr 3.081.5(3.55+0.3)27.44 3803.2KN4064KN式中:P- 顶板压力, KN/架 ; N- 顶板压力系数48, 8 ; H-采煤机割煤高度，3.0m; F- 支架支护面积, 1.5(3.55+0.3)m2; r- 顶板岩石平
32、均容重,2.8T/m327.44KN/m3;经校算选用ZFS4000-15/32La型液压支架符合要求。液压支架基本参数的确定1.支架规格的选择估算顶板下沉量： SLnML式中SL-顶板下沉量，m； n -顶板下沉系数，0.04； M -工作面采高，m； L -控顶距，取支架前大柱处为2.25m。即： SL0.043.02.250.27（m）则：支架的最大高度： H大M大SL 3.1-0.27 2.83（m）支架的最小高度： H小M小SLa2.8-0.27-0.10 2.43（m）其中：M大与M小-为煤层的最大、最小采高 3.1m和2.8m; a-移架时，支架的最小可缩量，0.10m。2.支架
33、的伸缩量和伸缩比支架的伸缩量为 SH大H小 2.83-2.43 0.40m1.65m支架的伸缩比m是指其最大高度与最小高度之比 mH大H小1.163.2/1.55=2.06 符合要求3.液压支架初撑力支架的初撑力一般应等于或大于工作阻力的90即3803.290%=3423KN3694KN符合要求4.支架支护强度 FP/A式中： F-支架支护强度，KN/m2 ; P-液压支架工作阻力，KN; A-每架支架所支护的顶板面积，1.53.85m2; F=3803.2/(1.53.85) =658.6KN/m2699KN/m2符合要求5.最小、最大控顶距及支架中心距工作面最小控顶距 L小de工作面最大控
34、顶距 L大des式中：d-支架顶梁长度,3550mm； e-梁端距，一般为200-400mm,取300mm； s-采煤机截深为600mm；则: L小35503003850mm L大35503006004450mm支架中心距1500mm液压支架的选择根据我公司现有综采装备，并结合上述支架的基本参数，选择ZFS4000-15 /32La型液压支架，该支架的具体参数如下：支架的最大支护高度： 3.2m；支架的最小支护高度： 1.55m；支架的伸缩量： 1.65m；支架的伸缩比： 2.06；支架支护强度： 699KN/m2；支架的额定工作阻力： 4064KN；支架的额定初撑力： 3694KN；支架中心
35、距： 1.5m；由以上参数可知，所选ZFS4000-15/32La型液压支架符合要求。根据工作面条件与支架适应条件参考对照表6，进行适应性比较选取液压支架。表6 支架参数对照表项目工作实际条件支架适应条件采高/m31.553.2倾角/27-7/1730煤厚/m9.50-6.00/8.479.50-6.00/8.47硬度f1-31-3支护强度/（KN/m）658.6893.5底板比压（KN/m）3034顶板类（级）别4.2.2、工作面支护方式工作面端头支护：A.前端头支护：使用2.7m工字钢梁配合单体“一梁三柱”支护，柱距为0.8m、0.2m，棚距为1.0m；B.后端头支护：采用单体液压支柱配合
36、1.2米钢梁“一梁两柱”支护，钢梁沿煤层倾向布置，棚距1.0m、柱距为0.8m；采用 2.7m型钢梁配合单体“一梁四柱”支护，柱距1.0m、0.8m、0.8m；棚距为1.0m。在前后两巷顶板破碎压力增大等特殊地段，可将前后端头棚距缩为0.8m或0.5m。4.2.3、设备配置工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量）配备表7。表7 设备配备表序号设 备 名 称规 格 型 号单位总数电 机 功 率1采煤机MG675/250-QWD台1675KW2刮板机SGZ764/630台22315KW3转载机SZZ830/315台1315KW4破碎机PLM1800台1200KW5乳化液泵L
37、RB400/31.5台2250KW6移动变电站KBSGZY1600/6台11190KW7移动变电站KBSGZY1000/6台1630KW8移动变电站KBSGZY1000/6台1630KW9移动变电站KBSGZY500/6台1350KW10牵引绞车JH6台27.5 KW11真空开关QJZ-400/1140台212真空开关QJZ-400/1140S台513真空开关QJZ-300/1140（660）台214真空开关BQDI-400/1140台115照明综保ZZ8L-2.5G台116馈电开关KBZ-400台117煤电钻综保ZZ8L2.5台118真空开关DQZHA-300/1140台2皮带两台4.3 破
38、煤 采用液压支架支护，双滚筒采煤机割煤，装煤。由刮板输送机，破碎机，转载机，皮带输送机运煤，破煤的综采工作面作业系统。4.3.1、割煤工序工作面采用端头斜切进刀的方式，具体为端头斜切进刀-推溜-割三角煤拉架反空刀推溜六个过程。溜子弯曲段最小长度18m，采煤机全长16 m。4.3.2、移架工序本工作面采用先进的电液控制支架，可实现以下四种移架方式：顺序邻架自动顺序控制成组顺序控制煤机和液压支架联动移架手动移架。根据该套支架的功能可实现四种推溜方式： 双向邻架控制推溜成组推溜没集合液压支架联动手动推溜本次设计采用双向邻架控制推溜。移架时，应滞后采煤机35架进行，推移输送机时，应滞后采煤机滚筒121
39、5架并且推移千斤顶同时依次推出，推移后的弯曲段不得小于18m最大水平弯曲12度，垂直弯曲不超过3度，严禁从两头向中间推溜，以免造成溜子中间鼓起搭桥，使支架发生咬架事故。44装煤和运煤滚筒将煤装在输送机溜槽上，经输送机运送到转载机，经破碎经破碎后落在可伸缩皮带机上运出。工作面SGZ-764/630型刮板输送机运出的煤通过前端头SZZ-830/315型桥式转载机运至前顺槽胶带输送机内后运出工作面经东四运输机上山、东四采区30#层皮带运输巷、东四281#层皮带运输巷和东四机轨大巷、东四转载巷、东三大巷、主石门到地面。4.4.1、运煤路线工作面东四采区西翼二段30层下顺槽东四采区运输机上山东四采区30
40、#层皮带运输巷东四281#层皮带运输巷东四机轨大巷东四转载巷东三大巷主石门主井地面。4.4.2、辅助运输路线副井主石门东翼大巷东三大巷东四大巷东四机轨大巷东四采区30#层轨道运输巷东四轨道上山544车场联络巷东四西翼二段30#层上顺槽。4.5 顶板管理4.5.1、顶板支护1、正常工作时期顶板支护形式ZFS5200-15.5/31型支架最大控顶距4.480m，最小控顶距3.88 m，端面距300 mm，放顶煤步距1.2m。ZFS4000-15/32型支架最大控顶距4.450m，最小控顶距3.850m，端面距300 mm，放顶煤步距1.2m。采取顺序追机单架移架作业，当支架前片帮、掉顶超过规定时可
41、提前移架；工作面采高控制在3.0m。2、特殊支护形式1、工作面顶板破碎时，采煤机割煤过后，及时带压擦顶移架，伸出支架伸缩梁给好护帮板。2、工作面煤壁片帮严重时，可采取向煤壁和顶板补打锚杆维护煤壁、保持顶板稳定；当支架前梁端头与煤壁距离达到0.5m时，采煤机割煤前可提前移架，如还不能有效地支撑顶板可在支架前梁上挑走向梁维护新暴露出的顶板。3、工作面安全出口支护形式工作面端头支护：A.前端头支护：使用2.7m工字钢梁配合单体“一梁三柱”支护，柱距为0.8m、0.2m，棚距为1.0m；B.后端头支护：采用单体液压支柱配合1.2米钢梁“一梁两柱”支护，钢梁沿煤层倾向布置，棚距1.0m、柱距为0.8m；采用 2.7m型钢梁配合单体“一梁四柱”支护，柱距1.0m、0.8m、0.8m；棚距为1.0m。在前后两巷顶板破碎压力增大等特殊地段，可将前后端头棚距缩为0.8m或0.5m。4、支护材料的使用数量、存放管理垫板：400020030mm1m3； 钢梁：1.2m10根；木鞋：500200100mm 1m3；单体液压支柱：DZ-2.8/3.2各10根；坑木梁：3.0m20根；型钢：4.5m 各10根；2.7m 10
