采礦學課程設計

1、精選優(yōu)質文檔-傾情為你奉上序 論一、目的 1、 初步應用采礦學課程所學的知識，通過課程設計加深對采礦學課程的理解。2、 培養(yǎng)采礦工程專業(yè)學生的動手能力，對編寫采礦技術文件，包括編寫設計說明書及繪制設計圖紙進行初步鍛煉。3、 為畢業(yè)設計中編寫畢業(yè)設計說明書及繪制畢業(yè)設計圖紙打基礎。二、設計題目1、設計題目的一般條件某礦第一開采水平上山某采（帶）區(qū)自下而上開采K1、K2和 K3煤層，煤層厚度、層間距及頂?shù)装鍘r性見綜合柱狀圖。該采（帶）區(qū)走向長度3000m，傾斜長度1100m，采（帶）區(qū)內(nèi)各煤層埋藏平穩(wěn)，地質構造簡單，無斷層，K1和K2煤層屬簡單結構煤層，硬度系數(shù) f=2，各煤層瓦斯涌出量也較小。設

2、計礦井的地面標高為+30米，煤層露頭為-30m。第一開采水平為該采（帶）區(qū)服務的一條運輸大巷布置在K3煤層底版下方25m處的穩(wěn)定巖層中，為滿足該采（帶）區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)所需的其余開拓巷道可根據(jù)采煤方法不同由設計者自行決定。 2、設計題目的煤層傾角條（1）設計題目的煤層傾角條件1：煤層傾角條件1：煤層平均傾角為12°（2）設計題目的煤層傾角條件2：煤層傾角條件2：煤層平均傾角為16°三、課程設計內(nèi)容1、采區(qū)巷道布置設計；2、采區(qū)中部甩車場線路設計（繞道線路和裝車站線路）線路設計。四、進行方式學生按設計大綱要求，任選設計題目條件中的煤層傾角條件1或煤層傾角條件2，綜合應用采礦學所學知

3、識，每個人獨立完成一份課程設計。設計者之間可以討論、借鑒，但不得相互抄襲，疑難問題可與指導教師共同研究解決。本課程設計要求方案進行技術分析與經(jīng)濟比較。第一章 采區(qū)巷道布置表一：采區(qū)綜合柱狀圖序 號巖 柱厚度（m）巖 性 描 述138.60灰色泥質頁巖，砂頁巖互層12-8.40泥質細砂巖，碳質頁巖互層11-0.20碳質頁巖，松軟96.9K1煤層，=1.30t/m384.20灰色砂質泥巖，細砂巖互層，堅硬7-7.80灰色砂質泥巖63.0K2煤層5-4.60薄層泥質細砂巖，穩(wěn)定4··········&

4、#183;·······3.20灰色細砂巖，中硬、穩(wěn)定32.20K3煤層，煤質中硬，=1.30t/m32。3.20灰白色粗砂巖、堅硬、抗壓強度6080Mps1。24.68灰色中、細砂巖互層第一節(jié) 采區(qū)儲量與服務年限1、設計生產(chǎn)能力180萬t/年。2、采區(qū)工業(yè)儲量、設計可采儲計算（1）采區(qū)工業(yè)儲量Zg=H×L×(m1+m2+m3)× (公式1-1)式中： Zg- 采區(qū)工業(yè)儲量，萬t；H- 采區(qū)傾斜長度，1100m；L- 采區(qū)走向長度，3000m；- 煤的容重 ，1.30t/m3；m1- K1煤層煤

5、的厚度，為6.9米；m2- K2煤層煤的厚度，為3.0米；m3- K3煤層煤的厚度，為2.2米；Zg1=1100×3000×6.9×1.3=2960.10萬tZg2=1100×3000×3.0×1.3=1287.00萬tZg3=1100×3000×2.2×1.3=943.80萬t 15m30m15m60m30m圖1-1 采區(qū)留煤柱示意圖Zg=1100×3000×（6.9+3.0+2.2）×1.3=5190.9萬t（2）設計可采儲量ZK=（Zg-p）×C (公式1-2

6、)式中：ZK- 設計可采儲量, 萬t；Zg- 工業(yè)儲量，萬t；p- 永久煤柱損失量，萬t；C- 采區(qū)采出率，厚煤層可取75%，中厚煤層取80%，薄煤層85%。P1=30×2×3000×6.9×1.3+15×2×(1100-30×2)×6.9×1.3+60×(1100-30×2) ×1.3×6.9=245.42萬tP2=30×2×3000×3.0×1.3+15×2×(1100-30×2)×

7、3.0×1.3+60×(1100-30×2) ×1.3×3.0=106.704萬tP3=30×2×3000×2.2×1.3+15×2×(1100-30×2)×2.2×1.3+60×(1100-30×2) ×1.3×2.2=78.3萬tZK1=( Zg1-p1)×C1=(2960.10-245.42)×0.75=2036.01萬tZK2=( Zg2-p2)×C2=(1287.00-106.

8、704)×0.80=944.24萬tZK3=( Zg3-p3)×C3=(943.80-78.3)×0.80=692.4萬tZK= ZK3 +ZK3 +ZK3=2036.01+944.24+692.4=3672.65萬t（3）采區(qū)服務年限T= ZK/(A×K) (公式1-3)式中： T-采區(qū)服務年限，a;A-生產(chǎn)能力，180萬t；ZK-設計可采儲量；K-儲量備用系數(shù)，取1.3。T= ZK/(A×K) =3672.65 /（180×1.3）=15.7a取T=16年。（4）驗算采區(qū)采出率 （公式1-4） 式中：n-區(qū)段數(shù)目，個； -煤的容重

9、，t/m3; L1-工作面的長度，m; b1-區(qū)段單翼走向長度，m；h1-采煤機割煤高度，m；h2-放頂煤厚度，m；-放出系數(shù)，可取0.8；-工作面采出率，對于厚煤層，=0.93；對于中厚煤層，=0.95；對于薄煤層，=0.97；L2-區(qū)段平巷寬度，m；b2-區(qū)段平巷高，m；S-區(qū)段平巷雙翼走向長度，m；Zg-采區(qū)工業(yè)儲量，萬t；m1煤層： =78.3%75%故m1煤層滿足要求。m2煤層： =88.74%80% 故m2煤層滿足要求。m3煤層： =90.78%80% 故m2煤層滿足要求。綜上所述： m1,m2,m3 均滿足規(guī)程采出率要求。第二節(jié) 采區(qū)內(nèi)的再劃分1、確定工作面長度由已知條件知：該煤

10、層左右邊界各有15m的邊界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m護巷煤柱，故其煤層傾向共有：1100-60=1040m的長度，走向長度3000-30=2970m。地質構造簡單，煤層附存條件較好，瓦斯涌出量小。且現(xiàn)代工作面長度有加長趨勢，且采煤工藝選取的是較先進的綜采。又知，一般而言，考慮到設備選型及技術方面的因素綜采工作面長度為180250m，巷道寬度為4m4.5m,本采區(qū)選取4.5m，且采區(qū)生產(chǎn)能力為180萬t/a，一個中厚煤層的一個工作面便可以滿足生產(chǎn)要求，采用沿空掘巷方式,巷道間留較小煤柱，取5米，如圖1-2：圖1-2 采區(qū)工作面劃分示意圖取區(qū)段平巷的寬度為4.5m，留5m小煤墻，則采

11、煤工作面長度為：L1=(b-2×q-(2×L2+p) ×n-p)/n (公式1-5) 式中：L1工作面長度，m； L2區(qū)段平巷寬度，m；b采區(qū)傾向長度，m； q采區(qū)上下邊界預留煤柱寬度，m； P護巷煤柱寬度，m； n區(qū)段數(shù)目，個； L1=(1100-2×30-(4.5+5) ×5)-4.5)/5=197.6m2、工作面生產(chǎn)能力Qr = A/(T×1.1) (公式1-6)式中：A-采區(qū)生產(chǎn)能力，180萬t/a ； Qr -工作面生產(chǎn)能力，t /天； T-每a正常工作日，300天。故： Qr = A/（T×1.1） =180/(

12、300×1.1) =5454.5 t目前，煤炭企業(yè)生產(chǎn)系統(tǒng)向高產(chǎn)高效集中化生產(chǎn)的方向發(fā)展，新建大型化礦井均朝“一礦一井一面”的設計思想改革，采用提高工作面單產(chǎn)，用一個工作面的產(chǎn)量來保證整個礦井的設計生產(chǎn)能力，故為適應現(xiàn)階段煤炭行業(yè)的知道規(guī)范，本采區(qū)設計一個采煤工作面。其工作面接替順序如下表：對于K1煤層：1101停采線60m110211031104110511061107110811091110K1煤層工作面接替順序：1101110211031104110511061107110811091110對于K2煤層：2101停采線60m210221032104210521062107210

13、821092110K2煤層工作面接替順序：2101210221032104210521062107210821092110對于K3煤層：3101停采線60m310231033104310531063107310831093110K1煤層工作面接替順序：3101310231033104310531063107310831093110注：箭頭表示回采工作面的接替順序。第三節(jié) 確定采區(qū)內(nèi)準備巷道布置和生產(chǎn)系統(tǒng)1、確定采區(qū)內(nèi)準備巷道布置和生產(chǎn)系統(tǒng)（1）完善開拓巷道為了縮短采區(qū)準備時間并提高經(jīng)濟效益，根據(jù)所給地質條件，在第一開采水平中，把為該采區(qū)服務的運輸大巷和回風大巷均布置在K3煤層底板下方25m的穩(wěn)

14、定巖層中。（2）確定巷道布置系統(tǒng)首先確定回采巷道布置方式，由于地質構造簡單，無斷層,煤層賦存條件好，涌水量較小，瓦斯涌出量較小，無自然發(fā)火傾向,直接頂較厚且易跨落。同時為減少煤柱損失，提高采出率，降低巷道維護費用，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置圖所示工作面接替順序，就能彌補沿空掘巷時工作面接替復雜的缺點。（3） 采區(qū)布置方案分析比較確定采區(qū)巷道布置系統(tǒng)， 采區(qū)內(nèi)有三層煤，采用聯(lián)合布置，每一層都布置5個工作面，根據(jù)相關情況初步制定以下三個方案進行比較(由于K1,K2煤層在我的設計中相同，所以僅以K3煤層為例說明)：方案一：雙巖石上山將兩條上山都布置在K3煤層底板巖石中，其中運輸上山布置在

15、距離底板15m處，軌道上山布置在運輸上山上方5m，即距離K3煤層10m處。如圖1-3：圖1-3 方案一示意圖方案二：雙煤層上山 將兩條上山都布置在K3煤層中。如圖1-4：圖1-4 方案二示意圖方案三：一巖一煤上山 將兩條上山分別布置在K3煤層的底板和煤層中，運輸上山布置在距離K3底板5m處，軌道上山布置在K3煤層中。如圖1-5：圖1-5 方案三示意圖技術經(jīng)濟比較：表1-6 掘進費用表方案工程名稱方案一方案二方案三單價工程量費用（萬元）工程量費用（萬元）工程量費用（萬元）巖石上山（m）15781100×1.2×2 =2640416.60.000.001100×1.2

16、=1320208.3煤層上山（m）12480.000.001100×1.2×2=2640338.9761100×1.2=1320169.488煤倉(元/m3)1441.2×3.14×42×15/0.924×5=4893.50670.50.000.001.2×3.14×42×5/0.924×5=1631.79623.5甩入石門(元/m)11521.2×10/0.276×5=434.850.10.000.000.000.00合計537.2338.976410.288表1

17、-6 維護費用表方案工程名稱方案一方案二方案三單價工程量費用（萬元）工程量費用（萬元）工程量費用（萬元）巖石上山（m）402640×16=42240168.960.000.001320×16=2112084.48煤層上山（m）900.000.002640×16=42240380.161320×16=21120190.08煤倉(元/m3)8093.6×16=1497.611.980.000.0031.2×16=249619.968甩入石門(元/m)80434.8×16=6956.855.70.000.000.000.00合計2

18、36.64380.16294.528表1-6 輔助費用表方案工程名稱方案一方案二方案三單價工程量費用（萬元）工程量費用（萬元）工程量費用（萬元）煤倉(元/m3)951434.841.350.000.0031.22.97甩入石門(元/m)95193.68.90.000.000.000.00合計50.252.97表1-6 費用總匯表 方 案費用項目方案一方案二方案三掘進費用537.2338.976410.288維護費用236.64380.16294.528輔助費用50.250.002.97費用總計824.09719.136675.736百分率121.95%106.42%100%表1-7 技術比較表

19、方案一方案二方案三優(yōu) 點：兩條上山均布置在演示中，巷道穩(wěn)定，受采掘干擾較小，且維護容易兩條上山均布置在同一煤層中，降低了出矸量，提高了煤炭的生產(chǎn)率，掘進容易兼有方案一和二的優(yōu)點，維護較容易缺 點巖石工程量大，掘進費用高，工期長維護困難，受采掘影響較大增加了巖石工程量，降低了生產(chǎn)率，增加了掘進成本綜上技術經(jīng)濟比較所述：故選擇方案三，即一煤一巖上山的煤層群聯(lián)合布置的準備方式，其示意圖如圖1-5。工作面推進位置的確定：在采區(qū)巷道布置中，工作面布置及推進到的位置應以達到采區(qū)設計產(chǎn)量安全為準，工作面應推進到距上山20m處停采線位置處，即為避開采掘影響對上山的影響而留設的20m護巷煤柱處。采區(qū)上部和下部車

20、場選型： (1)考慮到采用采用采區(qū)上部車場有車輛運行順當、調(diào)車方便等優(yōu)點和有通風不良，有下行風的缺點，確定采用上部平車場。(2)由于運輸大巷距階段運輸大巷25m，采區(qū)生產(chǎn)能力大，故下部車場可選擇大巷裝車式下部車場。第四節(jié) 采區(qū)中部甩車場線路設計1、斜面線路聯(lián)接系統(tǒng)參數(shù)計算 該采區(qū)開采近距離煤層群，傾角為16°。鋪設600mm軌距的線路，軌形為15kg/m，采用1t礦車單鉤提升，每鉤提升3個礦車，甩車場存車線設雙軌道。斜面線路布置采用二次回轉方式。 (1) 道岔選擇及角度換算 由于是輔助提升故道岔均選擇DK615-4-12(左)道岔。道岔參數(shù)為1=14°15，a1= a2=3

21、340, b1= b2=3500。 斜面線路一次回轉角1=14°15 斜面線路二次回轉角=1+2=14°15+14°15=28°30 一次回轉角的水平投影角1=arctan(tan1/cos)=14°4758(為軌道上山傾角16°) 二次回轉角的水平投影角=arctan(tan/cos)=29°1734(為軌道上山傾角16°) 一次偽傾斜角=arcsin(sincos1)=arcsin(sin16°cos14°15)=15°2942 二次偽傾斜角=arcsin(sincos)=arcs

22、in(sin16°cos28°30)=154°16為了使計算直觀簡便，做出車場線路布置草圖如圖1-8：圖1-8 中部甩車場線路計算草圖圖1-8 中部甩車場線路計算草圖（2)斜面平行線路聯(lián)接點參數(shù)確定如圖1-9：圖1-9 斜面平行線路聯(lián)接 本設計采用中間人行道，線路中心距S=1900mm，為簡化計算，斜面聯(lián)接點距中心距與線路中心距相同，曲線半徑取R=9000mm，則各參數(shù)計算如下：B=Scot=1900×cot14°15=7481mmm=S/sin=1900/sin14°15=7719mmT=Rtan(/2)=9000×tan

23、(14°15/2)=1125mmn=m-T=7719-1125=6594mmc=n-b=6594-3500=3094mmL=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm(3)豎曲線相對位置 豎曲線相對參數(shù)： 高道平均坡度：ia=11,rg=arctania=3749 低道平均坡度：id=9,rd=arctanid=3056 低道豎曲線半徑：Rd=9000mm 取高道豎曲線半徑：Rg=20000mm 高道豎曲線參數(shù)： g=- rg=15°2942-3749=14°5153 hg= Rg(cosrg-cos)=20000(cos3749-cos15

24、6;2942)=725.71mm Lg= Rg(sin-sinrg)=20000(sin15°2942-sin3749)=5123.08mm Tg= Rg×tan(g/2)=20000×tan(14°5153/2)=2609.03mm Kg=Rg×g/57.3°=5188.38mm 低道豎曲線參數(shù)： d= rd=15°2942-3056=16°38 hd= Rd(cosrd-cos)=9000(cos3056-cos15°2942)=326.75mm Ld= Rd(sin-sinrd)=9000(sin1

25、5°2942sin3056)=2485.37mm Td= Rd×tan(d/2)=9000×tan(16°38/2)=1265.71mm Kd=Rd×d/57.3°=2514.75mm 最大高低差H： 由于是輔助提升，儲車線長度按三鉤計算，每鉤提1t礦車3輛，故高低道儲車線長度不小于3×3×2=18m，起坡點間距設為零，則有：H=18000×11+18000×9=360mm 豎曲線的相對位置： L1=(T-L)sin+msin+hg-hd+H=2358.83mm 兩豎曲線下端點(起坡點)的水平距

26、離為L2，則有L2= L1cos+ Ld- Lg=2358.83×cos15°2942+2485.37-5123.08=-364.61mm 負值表示低道起坡點超前與高道起坡點，其間距滿足要求，說明S選取2000mm合適。(4)高低道存車線參數(shù)確定 閉合點O的位置計算如圖1-10：圖1-10 閉合點聯(lián)接 設高差為X，則： tan rd=(X-X)/Lhg=0.009tan rg=(H-X)/Lhg=0.011X= L2×id=364.61×0.009=3.281mm將X帶入則可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm(5)平曲線參數(shù)確定 取曲線

27、外半徑R1=9000mm 取曲線內(nèi)半徑R2=9000-1900=7100mm 曲線轉角=14°4758 K1= R1/57.3°=9000×14°4758/57.3°=2324.52mm K2= R2/57.3°=7100×14°4758/57.3°=1833.79mm K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm T1= R1 tan/2=1168.85mm T2= R2 tan/2=922.09mm (6)存車線長度 高道存車線長度為Lhg=17835.93mm；低道存車線長度

28、Lhd=Lhg- L2=17835.93+364.61=18200.54mm；存車線處于曲線段處，高道存車線處于外曲線，外曲線和內(nèi)曲線得弧長之差為 K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm則有低道存車線得總長度為L=LhgK=17835.93+490.73=18326.66mm 具有自動下滑得長度為17835.93mm，平破長度為490.73mm，應在閉合點之前。 存車線直線段長度d: d=Lhd-C1-K2=18200.54-2000-1833.79=14366.75mm 在平曲線終止后接14366.75mm得直線段，然后接存車線第三道岔得平行線路聯(lián)接點。 存車線

29、單開道岔平行線路連接點長度Lk： 存車線單開道岔DK615-4-12，。則Lk=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm (7)甩車場線路總平面輪廓尺寸及坡度： M2 =a×cos+(b+L+a+L1+Td)coscos+( Td+C1+ T1)cos+ T1+d+Lk =3340×cos16°+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)×cos15°2942×cos14°4758+(1265.71+2000+922.09)×cos14°4758+922.09+143

30、66.25+11946=52262.07mm H2 =(b+L+a+L1+Td)cossin+( Td+C1+ T1)sin+S =(3500+3340+2358.83+1265.71)×cos15°2942×sin14°4758+(1265.71+2000+922.09)×sin14°4758+1900=7663.97mm (8)線路各點標高 設低道起坡點標高1=±0； 提車線2=1+hd=326.75mm 5=2+(L+L1)sin=326.75+(8606+2358.83)×sin15°2942=3

31、256.05mm 車線 3=1+H=0+360=360mm 4=3+hg=360+725.71=1085.71mm 5=4+m×sin+T1×sin=1085.71+7719×sin14°16+ 1125×15°2942=3256.05mm 由計算結果可以看出提車線得5標高點與甩車線得5標高點相同，故標高閉合，滿足設計要求。 軌起點6=5+(b+a)sin=3256.05+(3500+3340)×sin15°2942=5110.1mm 7=6+a×sin=5110.1+3340×sin16

32、76;=6030.73mm 車線 8=1+Lhd×id=0+18200.54×0.009=163.8mm 9=8=163.80mm (9)根據(jù)上述計算結果，繪制甩車場平面圖和坡度圖如圖1-11，其坡度圖如圖1-12：圖1-11 采區(qū)中部車場平面圖圖1-12 車場坡度圖第二章 采煤工藝設計第一節(jié) 采煤工藝方式的確定選取第一煤層，既K1煤層為對象，進行采煤工藝設計。由于K1煤層厚度為6.9米，屬于厚煤層，硬度系數(shù)f=2，結構簡單，無斷層，瓦斯涌出量較低，涌水量也較少，故可用綜合機械化采煤工藝，進行綜采放頂煤開采。 (1)確定落煤方式 采用綜合機械化放頂煤開采，雙滾筒采煤機直接落

33、煤裝煤。(2)確定截深 (公式2-1) 式中：L-日推進度，m/天； A0-工作面設計生產(chǎn)能力，t/天 ； L1-工作面長度，m； h1-采煤機割煤高度，m； h2-放煤高度，m； -頂煤放出率,取0.8; -工作面采出率,對于厚煤層取0.93; -煤得容重,t/m3; 將數(shù)據(jù)帶入可得: =3.53m 選擇滾筒截深800mm,日進六刀,采用“四六制”，三采一準備的工作制度。(3)確定進刀方式 為提高煤炭采出率，選取端部斜切進刀不留三角煤的進刀方式，如圖1-13。(4)確定放煤步距 為使放出范圍內(nèi)得頂煤能充分破碎松散，提高采出率，降低含矸率，此工作面放煤步距選用“兩刀一放”。(5)確定放煤方式

34、選用依次順序放煤方式，放煤和移架速度快(6)工作面設備選型 序號設備名稱數(shù)量型號備注1采煤機1MG300W2液壓支架137ZFS4400/18/283刮板輸送機2SCEC-730/4004轉載機1SZZ-764/1325破碎機1PEM1000×6506膠帶運輸機1SSJ1200/3×200M7噴霧站1XP250/558端頭支架6ZFS4800/20/309乳化液泵站1XRB B-80/35.D10磁力啟動器111配電箱液壓支架各參數(shù)如下：序號參數(shù)類型參數(shù)值序號參數(shù)類型參數(shù)值1型號ZFS4400/16/288中心距1500mm2型式支撐掩護式9外形尺寸4470×14

35、30×1600mm3放煤形式低位放煤10支護強度0.8020.829Mpa4運煤方式雙輸送機運輸11適應煤層傾角25°5高度1.6-2.8m12供液泵壓31.4Mpa6工作阻力4315 kN13支架重量13.5t7初撐力3922 kN14設計單位北京開采研究所(7)確定移架方式 因為此采區(qū)頂板條件好，結構穩(wěn)定，所以選用依次順序式的移架方式。這種方式容易保證移架和支護質量，操作簡單，但是移架得速度慢，適用與頂板穩(wěn)定性好的采煤工作面。(8)確定支護方式 此工作面采用及時支護方式，采煤機割煤后，先移架后推溜，防止冒頂和片幫。(9)確定端頭支架 根據(jù)工作面條件，選擇得端頭支架為：Z

36、FS4800/20/30。其各項參數(shù)如下：序號參數(shù)類型參數(shù)值序號參數(shù)類型參數(shù)值1型號ZFS4800/20/308中心距1500mm2型式支撐掩護式9外形尺寸4570×1420×2030mm3放煤形式開天窗10支護強度0.87Mpa4運煤方式雙輸送機運輸11適應煤層傾角25°5高度2.03-2.98m12供液泵壓31.5Mpa6工作阻力4704 kN13支架重量15.57t7初撐力3920 kN14設計單位北京煤機廠(10)確定超前支護方式與距離 超前支護采用金屬鉸接頂梁支護，超前工作面25米。(11)支架高度與強度校核 高度校核： 在實際使用中，一般所選用的支架得

37、最大結構高度比采高大200mm，最小高度比最小采高小200-300mm。 已知所選用得支架ZFS4400/16/28的最大結構高度為2.8m，采高為2.6m，則有 1=2.8-2.6=200mm200mm，滿足要求； 2=1.8-1.6=200mm200mm，滿足要求； 故所選支架高度滿足工作要求。 強度校核： 強度校核公式如下： P=k×h1××10-3×g×A/ (公式2-2) 式中：P-頂板對支架得作用力，kN； k-頂板高度系數(shù)，一般取48，此采區(qū)頂板結構穩(wěn)定，可取k=6； h1-工作面采高，m； -巖石密度,kg/m3； A-液壓支架

38、的有效作用面積，m2； -壓力有效作用系數(shù)，此處取=0.8； 將各參數(shù)值代入則有： P=6×2.6×2.5×103×10×1.5×5.14×10-3/0.8 =3758.6 kN由于3758.6 kN4225 kN(支架工作阻力)，因此支架選型滿足工作要求。(12)確定工作面支架的數(shù)量由于端頭支架中心距1.5m，巷道寬度4.5m，則所需端頭支架數(shù)量為： N1=4.5×2/1.5=6 架即需要6架端頭支架。工作面所需支架數(shù)量為： N2=197.6/1.5=131.7 架取N2=131架，即工作面所需液壓之間數(shù)量為13

39、1架。則一個工作面共需要液壓支架的數(shù)量為： N=N1+N2=6+137=137 架(13)采空區(qū)處理采用全部垮落法處理采空區(qū)，如果較長距離頂板不垮落，則采用強制放頂處理采空區(qū)。第二節(jié) 工作面合理長度確定1、煤層地質條件 該采區(qū)上山階段煤層埋藏穩(wěn)定，地質構造簡單，無斷層，K1煤層屬簡單結構煤層，硬度系數(shù)f=2；K2和K3煤層屬中硬煤層，個煤層瓦斯涌出量低，無自然發(fā)火傾向，涌水量小，一般綜采工作面取180-200m，由于采區(qū)的地質條件好，故工作面可適當取長一些，約200m。2、工作面生產(chǎn)能力 工作面設計設計設計生產(chǎn)能力為180萬t/年，正規(guī)循環(huán)采用每天進6刀，兩刀一放。每刀進800mm，一個工作面

40、就可滿足采區(qū)設計生產(chǎn)力要求。3、運輸設備 采區(qū)工作面生產(chǎn)所選用的設備均為國內(nèi)先進的生產(chǎn)設備，工作面選用200m的刮板輸送機能滿足工作面的運輸要求。4、頂板管理 該采區(qū)頂板較穩(wěn)定，兩刀一放，采用及時支護，可有效控制頂板冒落等不安全因素，采用全部垮落發(fā)處理采空區(qū)，如長距離頂板不垮落，可采用人工強制放頂?shù)姆椒ㄌ幚眄敯鍐栴}。5、經(jīng)濟合理的工作面長度 工作面的合理長度與地質因素和技術因素的關系十分密切，直接影響工作面的生產(chǎn)效率，現(xiàn)在煤礦都向 “一礦一井一面”的高產(chǎn)高效集中化方向發(fā)展，一個工作面就可滿足采區(qū)，甚至是一個礦井的設計生產(chǎn)能力需要。合理的工作面長度不僅生產(chǎn)成本低，而且易管理，可以加快工作面的推進速度，減少巷道的維護時間，降低回采成本，以達到最優(yōu)的技術經(jīng)濟效益。第三節(jié) 采煤工作面循環(huán)作業(yè)圖表的編制1、循環(huán)作