饅頭山8號煤層開采設計【含CAD圖紙+文檔】

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中期檢查表 學院： 系別： 專業(yè)： 論文(設計)題目： 饅頭山8號煤層開采設計 學生姓名 學號 指導教師 職稱 綜述學生在設計完成過程中的研究態(tài)度、與指導教師聯(lián)系情況以及存在的問題的解決情況。 1.研究過程中態(tài)度端正，認真嚴謹。 2.嚴格按照設計規(guī)范和老師要求進行設計，在不斷地發(fā)現(xiàn)和解決問題中提升自己 3.與老師關融洽，在老師指導期間，積極主動向老師請教，不斷發(fā)現(xiàn)問題，請老師給予指導 4.老師認真負責，對于學生提出的問題耐心解答 5.存在的問題以及解決情況 1）開始的時候不太會操作CAD，及時向老師同學請教，得到解決 2）查閱資料時遇到專業(yè)性問題看不懂，問老師和會的同學，最后弄懂 3）畫圖的時候風路走不通，問老師和同學，最后走通風路 4）說明書格式有的不會調整，求助老師和同學，最后調整合適 5）摘要翻譯不太精通，向學英語專業(yè)的同學求助，最后綜合網上的專業(yè)術語翻譯得到解決 學生簽字：　 指導教師簽字： 年 月 日 年 月 日 聲明 ? 作者聲明：我所呈交的畢業(yè)論文（設計）是在指導教師指導下獨立進行研究工作所取得的成果。除文中已經標明引用的內容外，本論文不包含其他個人或集體已經公開發(fā)表的研究成果。本聲明的法律結果由本人承擔。 畢業(yè)論文（設計）作者簽名： ?? 簽字日期： 年 月 日 指導教師聲明：該生所呈交的畢業(yè)論文（設計）是在本人指導下獨立完成的，相關的檢測報告已審閱。除文中已經標明引用的內容外，本論文不包含其他個人或集體已經公開發(fā)表的研究成果。 指導教師簽名： 簽字日期： 年 月 日 畢業(yè)設計 中文題目： 饅頭山8號煤層1.2Mt /a設計 英文題目：Design of 1.2Mt /a in No. 8 coal seam of steamed bun mountain 學 院： 姓 名： 學 號： 專 業(yè)： 班 級： 指導教師： 職 稱： 完成日期： 年 6 月 1 日 開題報告 學院： 系別： 專業(yè)： 論文題目 饅頭山8號煤層開采設計 論文類型 A理論研究；B應用研究；C應用理論研究；D產品設計；E工程技術開發(fā)；F軟件開發(fā)與應有；G其它 指導教師 職稱 學生姓名 學號 一、研究現(xiàn)狀、目標、意義綜述 近年來煤礦一方面整合一些小礦來提高資源回收利用率；另一方面通過研究采礦新技術來提高煤礦安全系數(shù)和回收率。因此就有了無軌膠輪車、錨噴支護、綜采放頂煤、煤層氣開發(fā)等采礦新設備、新技術的應用。這些都是煤礦在未來的發(fā)展方向。在畢業(yè)設計中，通過對某一理論或生產實際問題的深入分析研究。培養(yǎng)和提高學生的科技論文寫作能力和科研能力 二、研究方法和進度安排 第一階段：4月上旬，熟悉和了解礦井概況和地質特征； 第二階段：4月中旬，根據(jù)指導老師下達的任務書完成開題報告； 第三階段：5月下旬，文獻綜述，外文翻譯的撰寫，并進行初步設計； 第四階段：5月上、中旬，進行礦井總體設計，撰寫畢業(yè)設計說明書； 第五階段：5月下旬，進一步完善系統(tǒng)，準備畢業(yè)答辯。 三、指導教師意見 指導教師簽字： 年 月 日 指導教師評分表 學院： 系別： 專業(yè)： 論文(設計)題目： 饅頭山8號煤層開采設計 學生姓名 學 號 指導教師 職 稱 指導教師評語： 指導教師簽字： 年 月 日 評 價 項 目 A B C D E 寫作 過程 01 寫作過程中的認真程度 02 寫作過程中，進度掌握情況 選題 質量 03 選題與專業(yè)培養(yǎng)目標相符情況 04 選題體現(xiàn)專業(yè)特點情況 05 選題體現(xiàn)三基的要求情況 論文 質量 06 知識綜合運用能力 07 結構、方案設計、應用價值 08 寫作規(guī)范情況 指導教師評定成績 優(yōu) 良 中 及格 不及格 畢業(yè)設計分工情況：(多人合作時填寫，包括本人研究的內容及其在課題中所占比例) 評定成績參考：優(yōu)-7項A，另一項為B；良-6項B或A，其它至少為B；中-5項B或A，其它至少為C；及格-4項B或A，其它至少為D；不及格-4項為E。 答辯記錄表 學院 專業(yè) 級 姓名 學號 論文題目 饅頭山8號煤層開采設計 答辯委員會 主席(或組長) 職稱 答辯委員會 秘 書 答辯委員會 成 員 答辯記錄(包含答辯委員提出的問題，學生回答情況等) 1. 運料系統(tǒng)。 答：回采工作面所需材料運輸路線為：地面——副立井——井底車場——軌道輔助運輸大巷——分帶輔助運輸順槽——工作面 2.風門的間距？ 答：可以容下兩到三個礦車。 3.風量計算的依據(jù)？ 答：（1）按瓦斯涌出量：（2）按同時下井人員數(shù)量：（3）按巷道斷面。 記錄人簽字： 答辯委員會主任（答辯小組組長）(簽字)： 年 月 日 年 月 日 答辯評分表 學院： 系別： 專業(yè)： 論文題目： 饅頭山8號煤層開采設計 學生姓名 學 號 指導教師評分 指導教師 職 稱 評閱人評分 答辯委員會/答辯小組名單 性 別 學 位 答辯小組職務 答辯委員會（答辯小組評鑒） 評審項目 指標 A B C D E 論文評價 01 選題與專業(yè)培養(yǎng)目標相符情況 02 選題體現(xiàn)專業(yè)特點情況 03 綜合運用知識能力 04 運用資料文獻能力 05 研究方案設計能力 06 論點論據(jù)、語言表達 07 整體結構、應用價值 08 寫作規(guī)范情況 答辯表現(xiàn) 09 自述情況 10 答辯過程 答辯委員會綜合評定成績 優(yōu) 良 中 及格 不及格 畢業(yè)設計(設計)最終得分： 答辯委員會主任(或組長)簽字： 年 月 日 評定成績參考：優(yōu)-9項A，另一項為B；良-8項B或A，其它至少為B；中-7項B或A，其它至少為C；及格-6項B或A，其它至少為D；不及格-5項為E。 注：詳見《本科畢業(yè)論文（設計）指導手冊》中的表11。 摘 要 饅頭山礦在大同煤田西南邊緣，處于山西省朔州市右玉縣縣城東南約21Km處的饅頭山村。 井田南北長約4.2km，東西寬約3.8km。此礦地質條件簡單，煤層厚度6.2米，本次設計采用綜合放頂煤開采工藝。根據(jù)礦井服務年限和可采儲量的要求，確定礦井生產能力為120萬噸/年；根據(jù)掘進，運輸，通風等因素的限制，本礦擬使用帶區(qū)式開采，帶區(qū)式布置可滿足其運料，通風，運煤三大系統(tǒng)的要求，并且擁有通風系統(tǒng)簡單，巷道布置簡單的優(yōu)點，優(yōu)于采區(qū)式布置，故而采用。 礦井達產時的首采工作面位于1帶區(qū)，該帶區(qū)劃分為12個條帶，工作面長度為194m，推進長度為1600m，回采工藝采用綜放采煤法，采用“四六制”作業(yè)制度，采空區(qū)采用全部跨落法管理頂板。 最后，該礦日產量為5455.8噸，能滿足生產能力的要求，且回采率能達到國家有關規(guī)定。 本設計包含內容八章，設計圖四幅，參考文獻30篇 關鍵詞：帶區(qū)；綜放采煤；首采工作面 ABSTRACT Buntou Mountain Mine is located at the southwest edge of Datong Coalfield, located in steamed bun Mountain Village in the southeast of Youyu County, Shuozhou City, Shanxi Province. The length of north and south is about 4.2 km, and the width of east and west is about 3.8 km. The geological condition of this mine is simple, the thickness of coal seam is 6.2 meters, this design adopts comprehensive caving mining technology. According to the requirements of mine service life and recoverable reserves, the mine production capacity is determined to be 1.2 million tons per year. According to the restrictions of drivage, transportation, ventilation and other factors, the mine is to use zone-type mining, and the zone-type arrangement can satisfy its transportation of materials and ventilation. The requirement of the three coal transportation systems has the advantages of simple ventilation system and simple layout of roadway, which is superior to the layout of mining area, so it is adopted. The first mining face when the mine reaches production is located in zone 1, which is divided into 12 zones, the length of working face is 194m and the length of propulsion is 1600m.The mining technology adopts fully mechanized caving mining method and adopts "four or six system" operation system. The roof of goaf is managed by the method of all span and fall. Finally, the output of the mine is 5455.8 tons per day, which can meet the requirements of production capacity, and the recovery rate can reach the relevant national regulations. This design includes eight chapters, four drawings and 30 references. Key words: belt area; fully mechanized caving mining; first mining face 目 錄 第一章 井田概述及概況 1 1.1 井田概述 1 1.1.1地里位置 1 1.1.2交通條件 1 1.1.3地形地貌 2 1.1.4水文條件 2 1.1.5氣候條件 2 1.2井田地質特征 2 1.2.1井田地層 2 1.2.2地質勘探程度 3 1.2.3地質構造 3 1.2.4陷落柱、巖漿巖 3 1.3 煤層特征 3 1.3.1煤層的埋藏條件 3 1.3.2可采煤層 3 1.3.3煤質 4 第二章 井田儲量及服務年限 6 2.1礦井的工業(yè)儲量 6 2.1.1儲量計算方法 6 2.2可采儲量 6 2.2.1 邊界煤柱 7 2.2.2 工業(yè)廣場煤柱壓煤 7 2.2.3 其他煤柱損失 7 2.2.4 總設計煤柱損失 7 2.2.5 礦井設計可采儲量 7 2.3礦井工作制度 8 2.3.1礦井設計生產能力的確定 8 2.3.2礦井及水平服務年限的計算 8 第三章 井田開拓 9 3.1開拓方案的對比選定 9 3.2井田開拓的基本問題 10 3.3井筒方案的選擇 11 3.3.1井筒形式的確定 12 3.3.2井筒位置的確定 12 3.3.3井筒數(shù)目 13 3.4礦井基本巷道 13 3.4.1井筒 13 3.5井底車場的選擇 17 3.6主要巷道斷面確定 18 第四章 帶區(qū)巷道布置 20 4.1煤層的地質特征 20 4.2帶區(qū)巷道布置及生產系統(tǒng) 20 4.2.1確定帶區(qū)的傾斜長度（推進長度） 20 4.2.2帶區(qū)煤柱的確定 20 4.2.3工作面的長度和數(shù)目的確定 20 4.2.4帶區(qū)內煤層的開采順序 20 4.2.5帶區(qū)巷道布置 21 4.2.6生產系統(tǒng) 21 4.2.7確定帶區(qū)各種巷道的尺寸、支護方式及通風方式 21 4.2.8帶區(qū)內部巷道的掘進方法 22 4.2.9帶區(qū)生產能力的確定 22 4.3帶區(qū)運輸設備選擇 24 第五章 采煤方法 26 5.1采煤工藝方式 26 5.2回采巷道布置 42 5.2.1帶區(qū)巷道布置 42 5.2.2保護煤柱尺寸的確定 43 5.2.3回采巷道斷面的確定 43 第六章 礦井通風及安全技術 45 6.1礦井通風方式的確定 45 6.1.1礦井通風方式的確定 46 6.1.2帶區(qū)通風系統(tǒng) 46 6.2全礦所需風量確定 46 6.2.1礦井風量計算 46 6.3全礦通風阻力的計算 52 6.3.1礦井通風總阻力計算原則 52 6.3.2礦井總風阻和等積孔 52 第七章 礦井提升、運輸和排水系統(tǒng) 54 7.1主副井提升選型 54 7.1.1主斜井提升 54 第八章 設計礦井基本技術指標表 56 參考文獻 58 致 謝 59 第一章 井田概述及概況 1.1 井田概述 1.1.1地里位置 饅頭山礦在大同煤田西南邊緣，處于山西省朔州市右玉縣縣城東南約21Km處的饅頭山村。 具體位置如圖下所示。 圖1-1 交通位置圖 1.1.2交通條件 饅頭山礦井有省道相連，往東走可以到達大同，從西邊去可以到達內蒙，并有鐵路線與大秦線相通。 1.1.3地形地貌 本井田在大同盆地的西緣，洪濤山北面，屬山前丘陵區(qū)?；鶐r出露比較少?？傮w地勢為南高北低。 1.1.4水文條件 本礦井河道屬于海河道域永定河水系桑干河支系。區(qū)域內河道甚少，都是都是季節(jié)性河道，每當大雨來臨時有瞬時洪水，河流湍急，洪水掩蓋范圍較廣，多為窄小河谷，枯水季節(jié)來臨時河道多干裂。 1.1.5氣候條件 本井田處于山西省北部，是大陸性氣候。據(jù)右玉縣氣象局提供資料（2015年-2017年）分述如下： 表1-1 氣象資料 年份 全年降水總量 2015年 365.9 2016年 240.8 2017年 453.3 1.2井田地質特征 1.2.1井田地層 表1－2 大同煤田區(qū)域地層表 界 系 統(tǒng) 組 厚度(m) 簡述 新生界 第四系 全新統(tǒng) 0-14 由礫石、砂組成的沖積、洪積層。 中、上更新統(tǒng) 0-147 由黃色亞砂土、亞粘土組成 第三系 上新統(tǒng) 靜樂組 0-35 紅色粘土層。 中新統(tǒng) 漢諾堡組 0-126 為玄武巖組成，分布于牛心山脈一帶。 中生界 白堊系 上統(tǒng) 助馬堡組 0-40 由淺灰色砂巖夾紅色、綠色泥巖、泥灰?guī)r組成。 下統(tǒng) 左云組 0-350 為一套砂礫層，主要分布于左云，右玉一帶。 侏羅系 中統(tǒng) 云崗組 0-260 由紫紅、黃綠色泥巖夾灰白色砂巖組成。 大同組 0-264 灰白色砂巖與灰色泥巖及煤層組成。 下統(tǒng) 永定莊組 0-211 紫紅色、灰綠色砂質泥巖、灰白色砂巖組成。 古生界 二疊系 上統(tǒng) 石千峰組 0-100 黃綠色含礫砂巖與紫紅色砂質泥巖組成。 上石盒子組 0-245 灰白色砂巖與紫紅色、灰綠色粉砂巖組成。 1.2.2地質勘探程度 對礦井地質勘探資料的評價： （1）探明了井田構造。 （2）探明了可采煤層的層位、層數(shù)、厚度、結構和可采范圍，正確評價可采煤層的可采性和穩(wěn)定程度。 （3）基本查明了可采煤層的煤質特征和工藝性能，確定煤類，評價了煤的工業(yè)利用方向。 （4）查明了井田水文地質條件，分析了礦井充水因素，調查了采空區(qū)分布范圍及積水情況，預算了礦井涌水量。 （5）據(jù)該礦近年實測資料，確定了礦井瓦斯等級 （6）評述了可采煤層的頂、底板工程地質特征。 1.2.3地質構造 本井田位于大同煤田的西端?？傮w形態(tài)為一單斜構造，地層傾角為2-3°。 1.2.4陷落柱、巖漿巖 在本井田范圍內未發(fā)現(xiàn)陷落柱和巖漿活動。 1.3 煤層特征 1.3.1煤層的埋藏條件 太原組地層平均厚98.78m，含煤8層，編號為1號、2號、3號、4號、5號、6號、8號、9號，煤層總厚17.44m，含煤系數(shù)17.6%。 1.3.2可采煤層 分布范圍小的山西組煤層，為極不穩(wěn)定煤層，無工業(yè)價值。太原組煤層，1、2、3、4、9號煤層含煤量少可采量少，無工業(yè)價值。本次設計開采8號煤層： 8號煤層 全井田賦存，煤層穩(wěn)定，屬穩(wěn)定煤層，煤層厚度5.02-6.70m，平均6.2m。上距5號煤層底板平均18.14m，距6號層底板9.64m。頂板巖性為粉砂巖、砂質泥巖、炭質泥巖，底板巖性為泥巖、粉砂巖。 表1-3 可采煤層特征表 煤層號 厚度 最小--最大 --------- 平均（m） 層間距 最小—最大 ----------- 平均（m） 頂板 底板 結構 夾石 穩(wěn)定性評價 賦存 范圍 可采性指數(shù)(Km) 變異系r 42.27-124.60 ---------- 54.99 （距K3砂巖） 粉細砂巖 砂質泥巖 復雜 0-10 ----- 2-4 穩(wěn)定 全區(qū) 賦存 Km=100% r=25.7% 5 4.47-15.8 --------- 12.10 4.0-13.6 --------- 7.73 6 0-1.77 ------- 1.07 砂質泥巖 粉、粗砂巖 簡單 穩(wěn)定 大部分 賦存 Km=95% r=24.9% 3.7-16.3 --------- 9.52 8 5.02-6.70 --------- 5.39 粉砂巖泥巖 泥巖 簡單 0-2 ---- 0-1 穩(wěn)定 全區(qū) 賦存 Km=100% r=15.5% 1.3.3煤質 表1-4 原煤的煤質匯總表 煤層 Mad (%) Ad (%) Vdaf (%) St,d (%) Qgr.v,d (MJ/kg) 焦渣 特征 5 2.73-5.89 4.81（9） 11.01-27.06 18.72（9） 31.02-41.02 36.42（9） 1.46-2.87 2.02（5） 23.42-29.14 25.75（9） 6 2.92-5.47 4.46（8） 18.70-30.32 25.91（8） 36.04-41.01 38.61（8） 1.56-2.97 2.27（2） 21.33-25.41 23.21（8） 8 2.84-5.02 3.94（9） 18.83-32.51 26.81（9） 28.98-37.41 32.40（9） 0.99-2.93 1.85（7） 20.09-25.59 22.57（9） 表1-5 密度級浮煤的煤質匯總表 煤層 Mad (%) Ad (%) Vdaf (%) St,d (%) 粘結指數(shù)（GR.I） 回收率 （%） 5 3.40（1） 6.18（1） 41.40（1） 51.5（1） 33.30（1） 6 5.62（1） 9.53（1） 43.41（1） 1.29（1） 8 3.40（1） 9.03（1） 39.66（1） 1.22（1） 42.7（1） 12.00（1） 表1-6 8號煤篩分試驗成果表 粒級 （mm） 產 物 產率 質量 Qgr.v.d MJ/kg 質量 （kg） 占全樣 （%） 占本級（%） 篩上 累計 （%） Mad （%） Ad （%） St.d （%） 13-6 煤 4.314 22.48 1.26 29.41 3.82 6-3 煤 5.950 31.01 1.90 26.40 3.48 3-0.5 煤 5.744 29.93 2.10 25.53 3.53 0.5-0 煤 3.182 16.58 2.20 27.51 3.69 小計 煤 合計 煤 19.190 100.00 1.87 27.00 3.61 8號煤浮沉試驗綜合成果表 密度級 （kg/L） 產率 （%） 灰分 （%） 累計浮物（%） 累計沉物（%） ±0.1 密度 （kg/L） 產率 （%） 產率 灰分 產率 灰分 全級 100.00 25.65 -1.30 12.42 4.37 12.42 4.37 87.58 28.67 1.30 36.60 1.30-1.40 24.18 10.38 36.60 8.34 6340 35.65 1.40 41.86 1.40-1.50 17.68 19.01 54.28 11.82 45.72 42.09 1.50 31.05 1.50-1.60 13.37 28.35 67.65 15.06 32.35 47.80 1.60 26.81 1.60-1.70 13.44 36.12 81.09 18.55 18.91 56.10 1.70 18.95 1.70-1.80 5.51 41.39 86.60 20.01 13.40 62.14 1.80 7.47 1.80-1.90 1.96 48.61 88.56 20.64 11.44 64.63 1.90 2.99 1.90-2.00 1.03 52.47 89.56 21.01 10.41 65.65 +2.00 10.41 65.65 100.00 25.65 小計 100.00 25.65 泥巖 5.69 49.07 合計 100.00 26.98 第二章 井田儲量及服務年限 2.1礦井的工業(yè)儲量 2.1.1儲量計算方法 井田內地層傾角小于2-3°，采用水平地質塊段法進行資源/儲量估算。估算公式：Q=S×M×D/10 式中： Q—資源量/儲量；萬t； S—水平投影面積，k（m2）； M—塊段平均采用厚度，m； D—視密度，t/m3。 此次估計預算共獲得本井田內批采煤層8號煤保有資源/儲量（111b+122b+333）12465.2萬t。 1.面積的確定 CAD查詢法 2.煤層厚度的確定 塊段內煤厚采用塊段內各見煤點，生產實測煤厚的算術平均值，各見煤點儲量估算煤厚按以下確定。 使用CAD查詢功能可知井田投影面積： S= 14092892m2 井田工業(yè)儲量：Zg =S×h×γ （2-1） 8#煤 Zg=14092892×6.2×1.45/10000=12465.2萬t 2.2可采儲量 礦井設計儲量計算 礦井設計儲量=礦井工業(yè)儲量—永久煤柱損失 經計算，礦井設計儲量為12034.9萬t 2.2.1 邊界煤柱 井田邊界長度為15426.3m，取邊界煤柱30m。則邊界煤柱損失： P1=15426.3×30×6.2×1.5=430.3萬噸 2.2.2 工業(yè)廣場煤柱壓煤 表2-1 礦井工業(yè)場地占地面積指標 井型與設計生產能力（萬噸/年） 占地面積指標（公頃/10年） 240～300 0.7～0.8 120～180 0.9～1.0 45～90 1.2～1.3 9～30 1.5 備注：占地面積指標中小井取大值、大井取小值。 根據(jù)實際情況選取，工廠占地面積為1.8×105㎡。饅頭山礦8#煤層為近水平煤層。 P2為工業(yè)廣場煤柱煤量，按設計儲量的2%估算 P2=1.2×2%=0.024億噸 2.2.3 其他煤柱損失 其他煤柱煤炭損失P3，按工業(yè)儲量的5%計算。 P3=1.25×5%=0.063億噸 2.2.4 總設計煤柱損失 P=P1+P2+P3=430.4億噸 2.2.5 礦井設計可采儲量 Zk=(Zz-P).C （2-2） 式中：Zk——礦井設計可采儲量，萬t； Zz——礦井工業(yè)儲量，萬t； P——可采煤柱損失，萬t； C——采區(qū)回采率，薄煤層取C=85%；中厚煤層取C=80%；厚煤層取C=75%。 經計算，礦井設計可采量為9031.2萬t，見下表2-2： 表2-2 煤層 工業(yè)儲量 設計儲量 可采儲量 8 12465.2 12034.9 9026.1 單位：萬t 2.3礦井工作制度 根據(jù)設計大綱規(guī)定以及結合礦井實際情況。規(guī)定該礦井設計年工作日為276天。采用“四·六”制作業(yè)，即三個個班生產，一個班檢修。每班工作六小時。礦井晝夜提升為14小時。 2.3.1礦井設計生產能力的確定 根據(jù)當?shù)赜妹盒枨螅Y合煤層賦存條件，可采儲量、裝備水平、資金來源等因素，確定礦井生產能力為120Mt/a。 2.3.2礦井及水平服務年限的計算 T=Z/A×K （2-3） 礦井及水平服務年限均按下式計算 式中：T—服務年限，a； Z—設計可采儲量，萬t； A—設計生產能力，Mt/a； K—儲量備用系數(shù)，取1.4。 則：礦井及水平服務年限T=9026.1/120×1.4=53a 第三章 井田開拓 3.1開拓方案的對比選定 結合礦井有關實際情況，本次設計針對饅頭山8號煤層的開拓提出兩個方案 圖3-1 方案一 圖3-2 方案二 由圖可知道，方案一工程量大，三角煤浪費較多。與方案二相比，方案二省去9條上下山巷道，可以更早的進入投產，而且部分三角煤可以得到良好的利用率。所以該礦設計選取方案二。 3.2井田開拓的基本問題 井田開拓主要研究以下幾個問題 1井筒數(shù)目； 2.井筒合理的位置； 3.布置大巷及井底車場； 4.確定礦井開采程序，開采水平的劃分； 5.水平大巷的布置； 6.合理確定礦井通風系統(tǒng)、運輸系統(tǒng)和供電系統(tǒng)。 7.在確定開拓一系列問題時，需要根據(jù)國家政策，綜合考慮地質、開采技術等諸多條件，在全面比較后才能確定合理的方案。 3.3井筒方案的選擇 方案一：主副井位于井田邊界，井筒形式為斜井，礦井通風系統(tǒng)為中央分列式。井筒參數(shù)為： 表3-1 X Y Z 主井 19671464 4429254 1503 副井 19671433 4429196 1503 回風井 19672363 4427282 1513 方案二：主副井位于井田中部，井筒形式為筒形式為主斜副立井，礦井通風系統(tǒng)為中央分列式。井筒參數(shù)為： 表3-2 X Y Z 主井 19673690 4426770 1310 副井 19673807 4426665 1310 回風井 19672969 4427323 1303 表3-3 方案一 方案二 優(yōu)點 1、開拓巷道總的掘進工程量較少； 2、副斜井運料系統(tǒng)簡單。 1、副立井提升能力大； 2、立井通風,通風能力大，分區(qū)式通風，風路短，通風容易。 缺點 1、風路長，通風系統(tǒng)復雜，風流分配差； 2、副斜井提升速度和能力小。 1、開拓巷道總的掘進工程量較大； 2、初期工程量大，投產晚； 3、立井運料，系統(tǒng)復雜。 表3-4 基建費用表 方案一 方案二 工程量（米） 單價 （元/米） 費用 （萬元） 工程量（米） 單價 （元/米） 費用 （萬元） 主井井筒 544.1933 1050 57.14 544.1933 1050 57.14 副井井筒 544.1399 1050 57.14 200 2000 40 主要石門 1044.439 800 83.56 1044.439 800 83.56 回風井 250 1500 60 250 150 60 合計 259.04 240.9 通過比較選則對比選擇方案2 3.3.1井筒形式的確定 通過上述比較選擇方案二，即主斜井和副立井開拓。 3.3.2井筒位置的確定 井筒位置的選擇要遵循以下： 1. 這有利于減少工程的工作量， 2. 工作時間短，面積不大 3. 花錢少； 3.3.3井筒數(shù)目 為了滿足生產條件需求，設置一主井，輔助提升及進風設置一副井。又因為井田面積較大，開采后期通風困難，需要打一個風井。一共3個。 表3-5 Y X Z 主井 4426770 19673690 1310 副井 4426665 19673807 1310 回風井 4427323 19672969 1303 3.4礦井基本巷道 3.4.1井筒 1、井筒數(shù)目及用途 該礦井達到生產能力時，一共有兩個井筒，既主井、副井。每個井筒的用途描述為： （1）主井：負責全礦煤炭提升，同時兼作礦井進風井任務以及安全出口； （2）副井：負責全礦人員等提升任務，作為礦井的主要進風井以及安全出口。 （3）回風井：負責該礦井生產系統(tǒng)的回風任務兼做安全出口 2、井筒布置及裝備 （1）主井：井筒斷面為圓拱形，掘進斷面30m2，井壁為毫米厚混凝土，設檢修道； （2）副井：井筒斷面為圓形，掘進斷面30m2，井壁為100毫米厚混凝土。 3.4.2井筒特征 1.井筒斷面尺寸 1）斷面的確定依據(jù) 主斜井斷面的確定 巷道凈寬按以下公式計算： B=a1+c1+b (3-1) 按以上公式所計算的巷道凈寬的B值，應根據(jù)只進不舍的原則以100mm晉級。 得：B=4000mm。 巷道凈高度： 巷道凈高度按以下公式計算： H=h1+h2+h3 (3-2) 考慮到最大設備的尺寸，得H=3960mm。 巷道斷面風速驗算： 巷道斷面風速驗算按以下公式計算： (3-3) 代入數(shù)據(jù)得：v=2.27m/s <4 m/s 圖3-3 主斜井斷面圖 2.副井井筒斷面 副井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為6.0m，井筒內裝備一套3t雙層雙車罐籠，井壁采用鋼筋混凝土和砌壁支護方式，井筒主要用途是提料、運人、提升設備、矸石等。采用金屬罐道梁，行鋼組合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井內除裝備罐籠外，還設有梯子間作為安全出口，并設有管子道、電纜道等設備。 表3-6 井筒特征表 井型 120萬t 井筒直徑 6m 井深 300m 凈斷面積 28.3m2 提容器升 一對3t罐籠 井筒支護 混凝土砌壁 圖3-4 副井井筒斷面布置 3.風井井筒斷面 圖3-5 風井井筒斷面布置 風速校核： 副井：V＝5.788 m/s，符合要求。 風井：V＝9.5315 m/s，符合要求。 表3-7 井筒名稱 主井 副井 風井 井口坐標 X（m） 19673690 19673807 19672969 Y（m） 4426770 4426665 4427323 Z（m） 1310 1310 1303 用途 提煤、進風 提料、矸、人、進風 回風 提升設備 膠帶輸送機 3t雙層雙車罐籠 井筒傾角（°） 30 90 90 斷面形狀 圓拱形 圓 圓 支護方式 混凝土砌碹壁 混凝土砌碹壁 混凝土砌碹壁 井筒壁厚（mm） 350 400 350 提升方位角（°） 209 119 井筒深度（m） 720 734 680 斷面積 凈（） 19.6 28.3 19.6 掘（） 22.5 32.2 22.5 綜上，井筒特征如表3-7所示。 3.5井底車場的選擇 圖3-6 井底車場 1、井底車場類型樣式的選擇 （1）調車簡單，方便與管理，交岔點和彎道少； （2）操作系數(shù)安全級別高，符合相關規(guī)定； （3）工作量少，花錢少 （4）施工工作簡單，時間短 根據(jù)上訴，選擇井底車場為臥式車場，可滿足礦井輔助提升存車線路要求。 在副井井底車場設有：中央變電所、中央水泵房、水倉。 井底車場巷道及硐室支護形式采用錨噴、錨桿加錨索支護。 3.6主要巷道斷面確定 1.運輸大巷、軌道大巷、回風大巷等主要開拓巷道的斷面形式、斷面大小、支護方式及參數(shù)見圖和表。 表3-8 斷面特征表 圍巖類別 半煤半巖 錨桿排列方式 矩形 掘進斷面（m2） 17.3 錨桿排列間距（mm） 800 凈斷面 （m2） 15.3 錨深（mm） 2300 掘進尺寸（寬×高，mm） 4600,4800 錨桿規(guī)格（L×Φ，mm） 2200×16 噴射厚度（mm） 100 凈周長（m） 10.8 錨桿型式 樹脂錨桿 百米風阻（Pa） 錨桿外露長度（mm） 100 2. 輔助大巷 圖3-7 軌道大巷斷面圖 表3-9 斷面特征表 圍巖類別 半煤半巖 錨桿排列方式 矩形 掘進斷面（m2） 17.3 錨桿排列間距（mm） 800 凈斷面 （m2） 15.3 錨深（mm） 2000 第四章 帶區(qū)巷道布置 4.1煤層的地質特征 饅頭山8號煤層為主要可采，該煤層為穩(wěn)定煤層。煤厚5.02-6.70。煤層結構簡單，無夾矸，兩個小斷層，無陷落柱，地面無村莊。該煤層的控制及研究程度均較高。 4.2帶區(qū)巷道布置及生產系統(tǒng) 4.2.1確定帶區(qū)的傾斜長度（推進長度） 饅頭山煤礦的工作面推進長度已經達到1600多米，在現(xiàn)有的巷道支護和設備在技術上是完全沒有問題的。饅頭山礦井地質構造簡單，斷層少，頂?shù)装宸€(wěn)定，大巷建在井田中間，從而確定一帶區(qū)的傾推進長度在1600米左右。 4.2.2帶區(qū)煤柱的確定 井田邊界留30米的井田邊界煤柱，各帶區(qū)間留30米保護煤柱，各大巷的護巷煤柱約為30米。 4.2.3工作面的長度和數(shù)目的確定 一個合理的工作面長度是實現(xiàn)礦井高產高效的的重要條件。 本礦井的一帶區(qū)共布置12個工作面，由井田中央向井田兩邊界依次為8011、8012…… 4.2.4帶區(qū)內煤層的開采順序 帶區(qū)分帶間采用順序開采，一帶區(qū)的開采順序為：先采8011工作面，同時掘進8012工作面的分帶斜巷（順槽），采完8011工作面后，采已經準備完畢的8012工作面，8013工作面準備，采8013工作面時，8014準備，依次類推。 4.2.5帶區(qū)巷道布置 按照礦井的初步設計。井田的中央布置皮帶運輸大巷，與工作面的推進方向垂直。8011工作面的輔助運輸順槽與運輸大巷相連，8011工作面回風順槽與回風大巷相連。 4.2.6生產系統(tǒng) 1. 運煤系統(tǒng) 在工作面鋪設刮板輸送機，分帶運輸巷鋪設可伸縮式膠帶輸送機，運輸大巷設置膠帶，其運煤路線如下： 采煤機割煤（支架放煤）——前后刮板輸送機——轉載機（破碎機）——分帶運輸斜巷（順槽）——膠帶運輸大巷——井底煤倉——主斜井——地面煤倉 2. 料運輸系統(tǒng) 回采工作面所需材料運輸路線為：地面——副立井——井底車場——軌道輔助運輸大巷——分帶輔助運輸順槽——工作面 3. 設備安裝路線 地面——副立井——井底車場——材料換裝硐室——軌道輔助運輸大巷——分帶輔助運輸順槽——工作面 4. 排矸石系統(tǒng) 本設計除輔助運輸大巷外，其他巷道皆為煤巷，出矸石量很少。則矸石運輸路線為：出矸石點——軌道輔助運輸大巷——井底車場——副斜井——地面 5. 通風系統(tǒng) （新鮮風流）主、副井——運輸大巷——行人運料進風斜巷——分帶主運輸斜巷（順槽）——工作面（污風）——分帶回風順槽——回風大巷——風井——地面 4.2.7確定帶區(qū)各種巷道的尺寸、支護方式及通風方式 1. 尺寸 進風順槽的尺寸為4000mm×3000mm，回風順槽的尺寸為4000mm×3000mm。 2.支護方式 采用錨網支護，錨索補強，這種支護方式掘進速度快，且經濟效益好。 2. 掘進通風 采用混合式局扇進行通風，局扇應在新鮮風流處。為了防止回風短路，在順槽設置風門，具體位置見帶區(qū)巷道布置。 4.2.8帶區(qū)內部巷道的掘進方法 1. 施工方法 采用EBH-160型綜掘機割煤，雙巷掘進。用SSJ800/2×40型帶式輸送機運輸，迎頭用錨桿鉆機打孔和安裝錨桿。用煤電鉆式YJ—24型風鉆打幫部錨桿孔。用煤電鉆式風動扳手安裝幫部錨桿。錨索用錨桿鉆機打孔和安裝。 2.通風 綜合本礦井設計的實際情況，工作面推進長度為1600米左右，巷道為拱形巷道，所以采用混合式通風。 4.2.9帶區(qū)生產能力的確定 1.回采工作面的單產計算 A0=N×L×S×M×γ×C×276×10-4(萬t/a) 式中：L——工作面長度，m S——截深， M——采高 γ——煤的容重 C——回采率 N——采煤機日進刀數(shù) =6×194×0.60×6.2×1.5×85%×276×10-4 =152.38（萬t） 2.帶區(qū)的生產能力計算 計算公式如下： Ab=K1×K2×n×A0(萬t/) K1——工作面產量不均衡系數(shù)，帶區(qū)內同采一個工作面，取1。 K2——帶區(qū)內掘進出煤系數(shù)，取1.1 n——帶區(qū)內同時生產的工作面?zhèn)€數(shù)。 Ab=K1×K2×n×A0(萬t/) =1×1.1×1×152.38 =167.62 滿足礦井120萬噸∕年設計生產能力。 工作面的采出率驗算 工作面采出率 工作面的工業(yè)儲量=工作面長度×工作面推進長度×煤層厚度×煤的容重 Zg=194×1600×6.2×1.5×10-4 =288.7(萬t) 3.工作面損失的煤量包括： 1)割煤損失=工作面長度×工作面推進長度×割煤高度×割煤損失率×煤的容重 P1=194×1600×3×2%×1.5×10-4 =2.8(萬t） 2)放煤損失=工作面長度×工作面推進長度×放煤高度×放煤損失率×煤的容重 P2=194×1600×3.2×25%×1.5×10-4 =37.2(萬t） 工作面采出率= （工作面的工業(yè)儲量－工作面損失的煤量）÷工作面的工業(yè)儲量×100% C =（288.7－2.8－37.2）÷288.7×100% =86.14% 4.帶區(qū)采出率： 帶區(qū)工業(yè)儲量： Q =346.7（面積，萬㎡）×6.2×1.5=3224.31（萬t） 邊界損失煤柱： Q邊界=7758（邊界長度，m）×30（煤柱寬度）×6.2×1.5×10-4 =216.4 （萬t） 帶區(qū)采出率=（帶區(qū)工業(yè)儲量－帶區(qū)煤柱損失量）÷帶區(qū)工業(yè)儲量×100%=75.01%接近75%，符合規(guī)范要求。 4.3帶區(qū)運輸設備選擇 帯區(qū)的運輸設備主要有帶式輸送機，礦車和電機車等。 帶式輸送機選用的型號為SSJ1000/160，技術特征如下： 表4-1 帶式輸送機技術特征表 型號 SSJ1000/160 輸送長度 1000m 輸送量 800t/h 帶速 2.5m/s 傳動滾筒直徑 800mm 托輥直徑 133mm 輸送帶 類型 尼龍整芯阻燃帶 寬度 1000mm 儲帶長度 60m 機尾搭接長度 15m 機尾搭接處軌距 1800mm 機頭外形尺寸（長×寬×高,mm） 1203×2870×1781 機尾外形尺寸（寬×高，mm） 電動機 型號 功率(kW) 160 電壓(V) 660/1140 質量 93t 電機車選用的型號為XK8-9/132A的蓄電池電機車，外型尺寸為4430（長）×1354（寬）×1550（高）。礦車選用MG1.7-9B型，外型尺寸為2400（長）×1150（寬）×1150（高）。 因為開采的是近水平煤層，并且巷道都在煤層中開采，所以不采用絞車設備進行運輸。 第五章 采煤方法 5.1采煤工藝方式 5.1.1采煤方法選擇 該礦井井田設計煤層為8#煤層，8#煤層平均厚度6.2m，屬厚煤層，煤層傾角較小，屬近水平煤層。可以選則的采煤方法有：大采高一次采全厚單一長壁采煤法；一次采全厚綜采放頂煤采煤方法。兩種方法的優(yōu)缺點如下： 1. 大采高一次采全厚單一長壁采煤法 優(yōu)點：減少了頂煤或底煤的丟失量，提高了煤炭采出率，與分層開采比較，簡化了巷道布置，節(jié)省鋪網工序，提高了效益。 缺點：采高越大，支架重量越大，而且成非線性變化。同時增加了設備投資和搬遷難度，無形中增加了工藝的難度。 2.一次采全厚綜采放頂煤采煤方法 優(yōu)點：有利于合理集中生產，對煤層地質條件有較強的適應性，有明顯地經濟效益。 缺點：采出率較低（比分層開采低10%左右），工作面粉塵大，自燃發(fā)火、瓦斯積聚隱患較大。 通過比較分析，采用傾向長壁采煤法。而且本饅頭山井田無粉塵爆炸威脅，所以確定采用綜放頂煤回采工藝，全部垮落法管理頂板。 5.1.2確定回采工作面長度、推進方向、推進度 工作面長度定在194米左右。 由 L=n×B ×T×η/t 式中：L——工作面長度， n——同時放煤支架數(shù)， T——每班工作時間， t——每架支架放煤所需時間， B——支架寬度，取1.5m， η——每班工作時間利用率。 本礦，煤層厚度平均6.2m，頂煤厚度約3.1m，平均每架放煤時間3~4min，取n=3，B=1.5m,T×η=150min,則： L=3×1.5×150/（3~4） =168.8~225（m） 結合有關情況，決定本礦取工作面長度為190m。礦井設計年產量為120萬t，考慮用一個工作面滿足生產要求。 推進方向由工作面向大巷回采。 工作面的日產量為：A0=A/d A0——工作面日產量，t； A——礦井設計生產能力，120萬t； d——年工作日，取300天。 A0 = 120萬t×104/300=4000 t 工作面的日產量也可用式A0=L×V0×M×γ×C0 式中： A0——工作面日產量，t； L——工作面長度，220m； V0——工作面推進速度，m/d； M——煤層厚度，6.10m； γ——煤的容重，1.40t/m3； C0 ——工作面放頂煤回采率，0.84； 由以上公式可得： V0=A/（ Lg×M×γ×C0×d ） =120×104/（194×6.20×1.40×0.84×276） =3.1m/d 采煤機的截深為0.600m，則日進刀數(shù)為： N= V0/0.600=2.69/0.600=5.2 為了方便工人的工作和管理取N=6，即每天進6刀。則工作面的實際年出煤量為： A=N×L×S×M×r×c×300×10-4（萬t/a） 式中：L——工作面長度，m S——截深， M——采高 R——煤的容重 C——回采率 N——采煤機日進刀數(shù) A0 =N×L×S×M×r×c×276×10-4 =6×194×0.60×6.2×1.5×84%×276×10-4 =150.58（萬t/a） 工作面日出煤量為： A0= A/d=150.58×104/276=5455.8(t ) 考慮到在回采的同時，有一個煤巷掘進頭正在掘進，在此我們取掘進出煤量為工作面產量的10%。 則礦井實際總出煤量為： A總=A×（1+10%） 式中: A總——礦井總出煤量，萬 t； A——工作面實際出煤量，萬 t； 10%——掘進出煤量占工作面產量的百分比 A總=150.58×（1+10%）=165.63萬 t 可見165.63>120，所以能滿足礦井的設計生產能力 日推進度為：0.60×6＝3.60m ; 月推進度為：3.60×30=108m ; 年推進度為：3.60×300=1080m 。 5.1.3工作面垮落煤炭 1. 工作面落煤方式 工作面采用采用綜合機械化的放頂煤回采工藝，全部垮落法管理頂板。 2. 工作面落煤機械選型 本設計工作面沿底開采采高3m，放煤高度3.1m，割煤進度每刀0.60m，日進度3.60m，進6刀，設計生產面年產量120萬t，為實現(xiàn)高產高效，用一個工作面保產。 要達到礦井的設計生產能力采煤機的平均生產能力應能達到 6000×（3.0/6.1） t/18h=163.9 t/h 按照《綜采生產管理手冊》之規(guī)定，工作時間有效利用系數(shù)K值一般在0.3～0.45之間，通過提高生產管理水平，實現(xiàn)現(xiàn)代化礦井的高產高效，K值可達到0.5以上，K取0.5。 則采煤機割煤能力應能達到163.9/0.50=327.8t/h 采煤機的牽引速度 采煤機的牽引速度 Vc=L/(K×td) 式中： L——工作面長度,m; K——工作面開機率,50%; td——進一刀所需時間 td=18×60/6=180(min) Vc=L/(K×td) =194/(50%×180) =2.16m/min 依據(jù)以上原則及計算結果，選用MG360W型雙滾筒采煤機，其技術特征如下見表 表5-1 采煤機主要技術特征表 型號 MG360W 采高（m） 2.1-3.4 煤的堅固性系數(shù) f< 3 煤層角度 <25° 截深 600mm 滾筒直徑（m） 1.6，1.8 鏈條規(guī)格 齒輪銷排式 牽引方式 液壓傳動無鏈牽引 牽引力（kN） 250 牽引速度（m/s） 0-8.5 滾筒中心距（mm） 6600 機面高度（mm） 1450 臥底量（mm） 300 控頂距（mm） 2375 總重（t） 23 電動機 型號 YBCS2-150，YBQYS-60 功率（kW） 150，60 臺數(shù) 2+1 電壓（v） 660，1140 3.采煤機工作方式和進刀方式 1)采煤機的工作方式 采煤機的牽引速度,3的工作模式。采煤機工作方式和采煤方式1)采煤機工作方式在礦區(qū)8號煤層穩(wěn)定、傾斜。小,所以使用采煤機雙向切割煤,追逐操作;前輥切割頂煤,后缸切割底部煤;工作面的端面切入刀,來回兩刀;采煤機移動后刮板輸送機第一次移動。這兩種工藝分別落后于采煤機的5-8m和10-15m。 2)進刀方式 采用三角形采煤工作面截割方式。進料過程如圖5-1 進刀過程如圖5-1. 圖5-1 3. 回采工藝 采用采放平行作業(yè)，其回采工藝為：割煤——移架——推前部刮板輸送機——拉后部刮板輸送機——放煤 5.1.4工作面拉煤放頂煤機后切煤移動架推前刮板輸送機刮板輸送機。 1.煤步距:兩刀2×0.6=1.2米 2.單輪分段連續(xù)放頂煤卸煤方式 3.采放比:采3米,放3.2米,采放比為1:1.07 5.1.5裝煤方式 采煤機截煤時,煤通過滾筒和擋煤板自動裝入前刮板輸送機。剩余煤用鏟煤板刮入輸送機,煤直接進入工作面后方的刮板輸送機。同時,應清除煤炭。。 活動機架采用滯后機架,后采煤機后滾筒有3-5個追逐順序,換擋距離為600毫米。如果移動速度與采煤速度不同步,則必須停止采煤機,并繼續(xù)移動后的煤。 5.1.6移架方式 移架方式采用滯后移架，滯后采煤機后滾筒3-5架追機順序，移架步距為600mm。如果移架速度趕不上采煤機割煤速度，必須停采煤機移架，移完架后再繼續(xù)采煤。 5.1.7工作面煤 1.工作面運煤方式 采用刮板輸送機煤,將伸縮式皮帶運輸機通過重載器輸送至運輸順槽,再通過大巷皮帶運輸機輸送到底部煤倉。 2.刮板輸送機 選型原則： 1）前刮板輸送機的輸送能力應大于采煤機的最大生產能力，一般取1.2倍（220.46×1.2=264.55 t/h）。后刮板輸送機的輸送能力應大于放煤能力，一般取1.1倍（335×1.1=368.6 t/h） 2）牽引方式要跟采煤機相配套。 根據(jù)上述原理,前刮刀選用SGZ-764/400刮板輸送機,其技術特點如表5-2所示。SGZ-764/500型刮板輸送機用于后刮板輸送機，其技術特征見表5-2。 表5 -2 刮板輸送機技術特征表 項目 前刮板 后刮板 型號 SGZ-764/400 SGZ-764/500 設計長度（m） 200 200 出廠長度（m） 150 150 運輸能力（t/h） 1000 1000 鏈速 1 1.129 布置方式 平行布置 平行布置 中部槽規(guī)格 （長×寬×高，mm） 1500×764×222 1500×764×222 刮板鏈式型 中雙鏈 中雙鏈 5.1.8工作面支護 1.工作面內的支護 1）支護方式 該井田主要開采8號煤層，平均煤厚6.20m采用綜合機械化放頂煤采煤方法。支護采用放頂煤液壓支架。 2）支架選型原則 支架選型應符合以下幾個原則： （1）支架的支護強度要符合該礦井的礦壓； （2）支架的結構要與煤層賦存條件相適應； （3）支護斷面要符合礦井通風能力要求。 本著以上原則以及該設計礦井的實際情況，確定選擇ZFS4000/17/35型放頂煤液壓支架。ZFS4000/17/35型放頂煤液壓支架的技術特征見表5-3。 表5 -3 ZFS4000/17/35液壓支架技術特征表 型號 ZFS4000/17/35 　型式 支掩式雙輸送機 普放兩用支架 　放煤形式 插板 　高度（m） 1.7~3.5 　寬度（m） 1.43~1.6 　中心距 1.5 　初撐力（kN） 3000 　工作阻力（kN） 3920 　支護強度（MPa） 0.64 　對底板 比壓（MPa） 1.57 　適應煤層角度（°） ≤15 供液泵壓（MPa） 24.5 運輸尺寸 （長×寬×高，mm） 3987×1428×450 　重量（t） 15.5 立柱 型式 單伸縮機械加長 缸徑/柱徑（mm） 200-172 工作阻力（kN） 1016 初撐力（kN） 924 推移千斤頂 型式 固定活塞 缸徑/行程（mm） 140/800 推力/拉力（kN） 453/286 移后輸送機千斤頂 缸徑/行程（mm） 125/700 推力/拉力（kN） 361/248 3）液壓支架的校核 （1）支架工作阻力校核 ①估算法 公式如下： P =K ·La（Q1 + Q2- R - N – F·cosα） 式中： P——支架合理支撐力，kN /架； Q1——頂煤重，Q1=M2·l·γ1； Q2——直接頂重，Q2=h·l·γ2； K——砌體梁失穩(wěn)時附加的動載壓系數(shù)，取1.8； La——支架寬度，1.55m/架； R——頂板在煤壁斷裂線處的摩擦阻力； N——碎矸和部分規(guī)則跨落帶的橫撐力； F——塊矸和頂煤、巖石間摩擦力，F(xiàn)=N·tanφ。 考慮到支架阻力處于極限情況，R=0。 碎矸支撐力可表示為 支架外載荷形成的力矩一般靠液壓支架阻力的分布來平衡。 設tanφ=0.8，α=20，γ1