采矿工程本科毕业设计 刘桥二矿 (NXPowerLite).doc

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1、核准通过，归档资料。 未经允许，请勿外传！ 目目 录录 一般设计部分一般设计部分 1 矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征 .1 1.1 矿区概述1 1.2 井田地质特征 .1 1.3 煤层特征 .7 2 井田境界与储量井田境界与储量 .16 2.1 井田境界16 2.2 矿井储量计算 .16 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 .21 3.1 矿井工作制度21 3.2 矿井设计生产能力及服务年限21 4 井田开拓井田开拓 .23 4.1 井田开拓的基本问题23 4.2 矿井基本巷道 .32 5 准备方式准备方式带区巷道布置带区巷道布置 .40

2、 5.1 煤层地质特征40 5.2 带区巷道布置及生产系统 .41 9JWKffwvG#tYM*JgS 水仓长度，1045.61 m。L 则：=101045.61=10450.61（m3）Q 由上面计算得知： ，故设计水仓容量满足要求。Q 0 Q 1：50 图图 4-2 主井主井 表表 4-8 主井井筒特征表主井井筒特征表 井 型1.5 Mt/a 井 筒 直 径6.5 m 井 深615 m 提升容器两套 16 t 箕斗带平衡锤 井 断 面 积33.18 m2 基岩段毛段面积44.18 m2 表土段毛段面积44.18 m2 井筒支护 混凝土井壁厚 450 mm 充填混凝土 50 mm 270 6

3、500 158 2900158 50 ： 1 主井井筒断面布置图 680680 155021501550 2400 1800 15501550 1850 300 1850 50450 1：50 图图 4-3 副井副井 表表 4-9 副井井筒特征表副井井筒特征表 井 型1.5 Mt/a 井 筒 直 径7.2 m 井 深625 m 提升容器 一对 1 t 矿车双层四车窄罐笼 一个 1 t 矿车双层四车宽罐笼 带平衡锤 井 断 面 积40.17 m2 基岩段毛断面积66.47 m2 表土段毛断面积78.54 m2 井筒支护 混凝土井壁厚 500 mm 表土段井壁厚 10001400 mm 270 1

4、704 副井井筒断面布置图 1：50 62814031396 60700700 190 50072001200 2240 68010241024 4750 5190 1300 1150 108 710 380 1100 120 100 300 21001400 3770 1203500150 4440 4200 50 ： 1 输送机大巷断面布置图 1：50 图图 4-5 胶带运输大巷胶带运输大巷 表表 4-11 巷道特征表巷道特征表 断 面/m2 设计掘进 尺寸 喷 射 锚 杆 净 设 计 掘 进 宽度 /mm 高度 /mm 厚 度/ mm 形式 外露长 度/mm 排 列 方 式 排间 距 /

5、mm 长度 /mm 直 径 /mm 净 周 长 /m 12.814.644403770120树脂100三花80022002013.6 1：50 图图 4-6 轨道运输大巷轨道运输大巷 表表 4-12 巷道特征表巷道特征表 断 面/m2 设计掘进 尺寸 喷 射 锚 杆 净 设 计 掘 进 宽度 /mm 高度 /mm 厚 度 /mm 形式 外露长 度 /mm 排 列 方 式 排间 距 /mm 长度 /mm 直 径 /mm 净 周 长 /m 12.814.644403620120树脂100三花70022002013.6 1800340 900 1300240 轨道运输大巷断面布置图 1：50 120

6、 200 200 4440 4200 2100 3620 3500 1400 图图 4-7 井底车场图井底车场图 5 准备方式带区巷道布置 根据西二带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。具体如下： 5.1 煤层地质特征 为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本 设计选用西二带区 4205 分带为首采区，设计如下： 5.1.1 带区位置带区位置 西二带区走向长平均 2357.8 m，倾向长平均 1940.5 m。带区内划分为 11 个倾斜分带，分带平均长 1757.6 m。设计首采区（西二带区）位于井田南部， 接近井底车场，孟口断层西侧；由井底车场至大巷 120 m

7、处。 5.1.2 带区煤层特征带区煤层特征 带区内含煤地层自下而上为二迭系下统山西组，下石盒子组及二迭系上统 上石盒子组。共含煤 5 层。煤层总厚 8 m 左右。其中有经济价值的为下二迭 统的山西组及下石盒子组。该两含煤地层总厚度平均 335.6 m，煤层总厚 6.5 m，其中下石盒子组的 4 煤层和二迭系下统山西组的 6 煤为主要可采煤层。 4 煤层为较稳定、结构简单，局部含一层泥岩夹矸，偶见两层夹矸的中厚 煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在 415，平均 7.13 ；烟煤及无烟煤， 容重为 1.5 t/ m3，硬度 2.5 左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般相对瓦斯涌 出量小于 1.732

8、m3/t；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。 5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况煤层顶底板岩石构造情况 4 煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般 不会发生“底鼓”。具体见表 5-1。 5.1.4 水文地质水文地质 区内有王引河、丁沟、任李沟、曹沟等小型沟渠自西北向东南经矿区后， 再经沱河注入淮河。矿区内农用灌沟纵横。 。 矿井预计正常涌水量 525.44m3/h；最大涌水量 683.40m3/h。 5.1.5 地质构造地质构造 带区内地质构造简单，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板 有小的波动，局部变化较大，煤层倾角平均 38，总体呈近水平。经初步勘 探无

9、断层，具体有待开采过程中确认，煤层赋存情况较好。 表表 5-1 煤层顶底板岩石构造煤层顶底板岩石构造 顶底板名称岩石名称厚 度（m）岩石特征 老 顶中粒砂岩 4.454.56 4.5 浅灰色，主要成分为石英，斜层 理发育，泥质胶结，层面含碳质。 直接顶砂质泥岩 0.925.1 3.01 深灰色，含植物化石碎片，局部 夹薄层中粒砂岩。 顶 板 伪 顶泥 岩 0.30.6 0.4 灰色，含植物化石碎片及菱铁矿 结核。 直接底砂质泥岩 0.42.0 1.2 灰色，薄层状，层理发育，面含 碳质。底 板老 底中细砂岩 7.5717.6 9.03 浅灰色，碎屑成分以石英主， 次为长石，泥质胶结，条带状 结

10、构，斜层里发育。 5.1.6 地表情况地表情况 本矿地处淮北平原中部。矿区内地势平坦，地表自然标高+30m+32m 左 右，有自西北向东南倾斜趋势。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。 本区属淮河流域。区内有王引河、丁沟、任李沟、曹沟等小型沟渠自西北 向东南经矿区后，再经沱河注入淮河。矿区内农用灌沟纵横。 带区对应地面有 零星坐落的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取 全部搬迁措施，特殊地带运用条带开采的特殊采煤方法。 地表下潜水丰富，一般居民生活用水及部分工业用水皆取于此。 5.2 带区巷道布置及生产系统 5.2.1 带区准备方式的确定带区准备方式的确定 带区准备方式

11、优点： 1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快； 2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少； 3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故 使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不 利影响，对综合机械化采煤非常有利。 4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风 构筑物也相应减少。 5）对某些地质条件的适应性较强。 6）技术经济效果显著。 国内实践表明，带区准备方式工作面单产高、巷道掘进率低、采出率高、 劳动生产率高和吨煤成本低。 本设计矿井胶带运输大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷布置在煤层底板稳 定岩层中，辅助运输采用

12、 1 t 固定式矿车。 带区准备方式存在的问题： 1）长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助运输、行人比较困难； 2）现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计和制造的，不能完全 适应倾斜长壁工作面生产的要求； 3）大巷装车点多，特别是当工作面单产低，同采工作面个数较多时，这 一问题更加突出； 4）有时存在着污风下行的问题。 上述问题采取措施后可以逐步得到克服。 5.2.2 带区巷道布置带区巷道布置 针对首采带区，其参数设计如下： （1）带区煤柱 由后面第 9 章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面 共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助运输，一条回风兼运煤。为 提高掘进速度，节

13、省掘进费用，并结合煤层赋存情况，设计采用沿空掘巷施工， 采空区一侧留设 3 m 保护煤柱。由于首采区两侧均无采空区，故不留设保护 煤柱。 （2）区段要素 首采带区位于西二带区南侧；倾向长 1757.6 m，平均厚 3.2 m，赋存稳定； 根据理论计算和实践统计得知，综采工作面长度在 150250 m 之间，吨煤生 产成本最低，故工作面长度取为 180 m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤 斜巷宽为 4.5 m，高为 3.2 m；回风斜巷宽 4 m，高 3 m；分带宽 B 为： B =190+4.5+4 =198.5（m） 。 （3）开采顺序 首采带区为西二带区，然后依次开采一采区、二采区、三带

14、区；二水平三 采区、四采区。由于一带区沿空掘巷，各分带之间跳采，首采工作面为 4205 工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下： 4205420142044202420642034208421042074209处理 边角煤4211 其中培训和组建专责的边角煤采煤队，积极开展技术创新，提高边角煤采 出率。 （4）带区通风 带区内各工作面采用一进一回 U 型通风系统。 （5）带区运输 带区内分带运输斜巷铺设 B=1000 mm 的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶 带运输机，集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助运输采用连 续牵引车运输，材料车从井底车场出来，经辅助运输大巷到回采工作面

15、的辅助 运输斜巷，再到工作面。 井田巷道布置图见图 5-1。 图图 5-1 井田巷道布置图井田巷道布置图 5.2.3 带区生产系统带区生产系统 带区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电 系统、排水系统等，具体设计如下： （1） 运煤系统 煤由工作面刮板运输机斜巷转载机、破碎机斜巷胶带输送机大巷胶 25 30 H=0 35m 70 H=0 180m -250 -250 -300 -550 -500 -650 -500 -450 -400 -450 -400 -350 -500 -550 -600 -450 -400 -350 -300 -650 -600 -550 -70

16、0 -750 -600 -700 N -350 -300 -650 -700 采矿工程系 人人 1 5000 人人人 人人人人 人人人人 人人人人人人 人人人人 人人人人 39465500 39465500 39466000 39466000 39466500 39466500 39467000 39467000 39467500 39467500 39468000 39468000 39468500 39468500 39469000 39469000 39469500 39469500 39470000 39470000 39470500 39470500 3754500 3755000

17、3755000 3755500 3755500 3756000 3756000 3756500 3756500 3757000 3757000 3757500 3757500 3758000 3758000 3758500 3758500 3759000 3759000 3759500 3759500 3760000 3760000 3760500 3760500 3754500 3754000 2-1 H= 0 10 m 75 H=0180m 70 带输送机 （2）辅助运输系统 工作面设备材料经副井罐笼至井底车场，由矿车经大巷，转由连续牵引车 运至工作面。运输路线如下： 辅助运输大巷工作面轨

18、道斜巷工作面 （3）通风系统 带区 4205 工作面风流路线为： 副井轨道大巷42052 巷4205 工作面42051 巷胶带运输大 巷主井 图图 5-2 通风系统风流路线图通风系统风流路线图 通风系统风流路线如图 5-2。 （4）排矸系统 胶带运输大巷巷道沿煤层底板掘进，矿井投产后，基本不产生矸石；轨道 大巷在煤层底板岩层中掘进，产生大量矸石，前期用于地面铺填，后期一方面 用于采空区充填，一方面用连续牵引车排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井， 但在地面仍需设一定的排矸系统。 （5）供电系统 供电：地面变电站副井中央变电所轨道运输大巷辅助运输斜巷 工作面 （6）排水系统 在工作面 42052 巷

19、敷设一趟 6 寸管路，在 42052 巷低洼处建一水窝，水由 工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处备两台 55 KW 水泵， 一台使用，一台备用。 水流方向：工作面42052 巷辅助运输大巷副井井底水仓地面 5.2.4 带区内巷道掘进方法带区内巷道掘进方法 带区内所有工作面斜巷均沿底板掘进，主要采用部分断面掘进机掘进，锚 杆及时支护相配合；部分巷道采用炮掘巷道快速掘进技术，主要通过实现炮掘 工艺中掘、支、运三大工序的爆破深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间 的优化配置，从而最大限度提高单进水平和劳动效率，改善安全环境和工程质 量，降低巷道成本的实用技术。主要包括：中深孔爆破、锚杆

20、成套支护等。 铲车完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。 锚杆钻机配合锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持 风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。 掘进通风：采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台 FD-型 255 KW 局扇，通风方式为压入式。掘进面通风系统如图 5.2。 5.2.5 带区生产能力及采出率带区生产能力及采出率 （1） 带区生产能力 由于 3.2 m 综采工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。 1）工作面的采煤机生产能力，按下式计算： （5-1） 6 010 33010AHLan C 式中：工作面采煤机生产能力，Mt/a； 0 A

21、 采煤机割煤高度，m； 1 H 煤层容重，tm3； 工作面长度，m；L 采煤机截深，m；a 工作面昼夜进刀次数，取 9；n 工作面割煤回采率，取 0.95。 0 C 已知=3.2 m，=1.5 tm3，=190 m，=0.6 m，=9，=0.95，将 1 HLan 0 C 各值代入公式（5-1） ，可得： =3303.21.51900.690.9510-6 0 A =1.544（Mt/a） 工作面年产量=1.544（Mt/a） 0 A 2）准备掘进和端头生产能力 工作面共布置两条斜巷：运煤斜巷宽为 4.5 m，高为 3.2 m；回风斜巷宽 4 m， 高 3.2 m。计算方法如下： （5-3）

22、6 1121 ()10ABBm TC 式中：准备掘进和端头生产能力，Mt/a； 1 A 运煤斜巷宽度，m； 1 B 回风斜巷宽，m； 2 B 煤层厚度，m；m 巷道长度，m；T 煤层容重，tm3； 综合考虑掘进和回采率，取 0.70。 1 C 已知=4.5 m，=4 m，=3.2 m， =1850 m，=1.5 1 B 2 BmT tm3，=0.70，将各值代入公式（5-3） ，可得： 1 C =（4.5+4）3.218501.50.7010-6=0.053（Mt/a） 1 A 总上，矿井设计井型为 1.5 Mt/a，带区生产能力 1.597 Mt/a，能满足矿井 的产量要求。 （2）带区采出

23、率 带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，端头损失，保护 煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。 带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式 计算： 带区采出率 = 带区实际采出煤量/带区工业储量100% 带区内工业储量为：21.19 Mt 带区内实际采出煤量为：18.32 Mt 则：带区采出率 = 18.32/21.19100% = 86.5% 根据煤炭工业设计规范规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于 0.75，中厚煤层不低于 0.8，薄煤层不低于 0.85。设计首采带区采出率为 85%，符合煤炭工业设计规范规定。 5.3 带区车场选型设计 带

24、区煤层倾角小，平均 4，为近水平煤层。轨道大巷位于煤层底板约 23 m 处，大巷采用由架线式机车牵引 1 t 固定式矿车运输，因此，轨道斜巷与大 巷连接处需设立车场：连接处转角 30，曲线半径 15 m；设 15斜巷，长约 100 m，顶端设一部 SDJ28A 绞车，用于辅助提升；在距绞车 15 m 处转角 30，曲线半径为 15 m，开石门，连接到运输平巷，长 75 m；下部延伸 7 m， 设 SQ120075 连续牵引车主绞车。 由于工作面斜巷与大巷都采用胶带运输，故运煤斜巷直接与胶带运输大巷 相连，不设带区煤仓。 井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所。 1-轨

25、道大巷 2-胶带运输大巷 3-材料斜巷 4-绞车房 5-带区轨道斜巷 6-绞车房回风巷 图图 5-3 带区下部车场带区下部车场 1 5 3 6 4 2 6 采煤方法 6.1 采煤工艺方式 6.1.1 采煤方法的选择采煤方法的选择 本采区可采煤层的特征如表 6-1 所示。 表表 6-1 可采煤层特征表可采煤层特征表 特征名称数量单位 煤层名称46 煤层厚度3.23.3m 稳定性较稳定较稳定 硬度中硬 f=1.0-2.0中硬 f=1.0-2.0 倾角77 煤层牌号烟煤烟煤 岩性深灰色泥岩泥岩, 伪顶 厚度0.120.1m 岩性砂岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩 直接顶 厚度6.26.6m 岩性砂岩细砂岩 老

26、顶 厚度10.28.48m 根据可采煤层特征表，4 煤层的倾角为 7的缓倾斜煤层，在采区范围内， 煤层结构单一，赋存稳定。 经详细讨论，确定主采煤层选用综采开采工艺，选用综采开采工艺的优越 性为： 有利于合理集中生产； 对煤层及地质条件具有较强的适应性； 具有显著的经济效益，可使吨煤成本降低 1030 元 综合考虑分层综采采煤法与其它采煤法的优缺点，决定选用倾斜长壁全部 跨落一次采全高。 6.1.2 回采工作面长度的确定回采工作面长度的确定 影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置 等。该采区的煤层特征如表 61 所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单， 所以该矿井设计为

27、综合机械化程度比较好的现代化矿井。要求工作面的较大的 生产能力，故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度范围为 150250m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以及各区段长度之间 的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，设计工作面的长度为 190m。 6.1.3 工作面的推进方向和推进度工作面的推进方向和推进度 由于后退式的工作面和巷道的维护条件比较好，工作面的推进方向确定为 后退式。 综采工作面的走向长度一般不宜小于 1000m。另外，考虑到工作面搬迁 次数及煤损随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒 采煤机的技术参数，可得出综采工作面的推进度为：V0=0

28、.69330=1782m/ 年 6.1.4 综采工作面的设备选型及配套综采工作面的设备选型及配套 （1）工作面配套设备的选择 工作面的关键参数见表 6-2。 表表 6-2 工作面关键参数表工作面关键参数表 工作面长度 （m） 煤厚（m）煤层结构所需支架类型倾角（） 1903.2简单、无夹矸支撑掩护式7 根据工作面的关键参数，查综采综掘高档普采设备类型配套图集选用 编号为 ZC186ZZ38 的配套设备。 三机标准型号见表 6-3。 ZZ4000/18/38 型液压支架主要技术特征见表 6-4。 MG300-W 型采煤机主要技术特征见表 6-5。 SGZ764/264A 型刮板输送机主要技术特征

29、见表 6-6。 SZB-764/132 型转载机主要技术特征见表6-7。 PCM110 型破碎机主要技术特征见表6-8。 SSJ1000/2160 型带式输送机主要技术特征见表6-9。 表表 6-3 三机标准型号三机标准型号 液压支架采煤机刮板输送机 ZZ4000/18/38MG300-WSGZ764/264A 表表 6-4 ZZ4000/18/38 型液压支架主要技术特征见表型液压支架主要技术特征见表 项目技术特征单位 标准型号ZZ4000/18/38 形式支撑掩护式支架 高度1.8-3.8m 宽度1.42-1.59m 中心距1.5m 初撑力3141.6kN 工作阻力4000kN 支护强度0

30、.7MPa 对底板比压1.431.58MPa 适应煤层倾角30 供液泵压75MPa 运输尺寸（长宽高）55.9581.421.8m 重量15.9T 设计单位上海分院 制造厂家苏南煤机厂 表表 6-5 MG300-W 型采煤机主要技术特征型采煤机主要技术特征 项目技术特征单位 型号MG300-W 采高2.03.7m 适应媒质硬度F=13 煤层倾角35 截深600mm 滚筒直径1.6、1.8、2.0m 牵引方式无链 牵引力500kN 牵引速度08m/s 链条规格销轮齿轨 滚筒中心距8389mm 机面高度1488mm 卧底量286mm 型号YSKBC300A/300 功率300kW 台数1台 电压1

31、140V 电 动 机 冷却方式电机牵引、截割、摇臂均水冷 喷雾灭尘方式内外喷雾 控顶距2275mm 最小不可拆卸件尺寸326012751039mm 总重40T 设计单位鸡西煤机厂 生产厂家鸡西煤机厂 表表 6-6 SGZ764/264A 型刮板输送机主要技术特征见型刮板输送机主要技术特征见 项目技术特征单位 型号SGZ764/264A 设计长度200m 出厂长度150m 运输能力700t/h 链速1.12m/s 型号KBY550-132 功率2132KW 转速1475r/min 电 动 机 电压1140V 布置方式平行布置 中部槽规格（长宽高）1500764222mm 园环链规格（dt）269

32、2-Cmm 刮板链形式中双链 刮板间距920mm 与采煤机配套牵引方式无链牵引 制造厂家张家口煤机厂 表表 6-7 转载机技术特征表转载机技术特征表 项 目单 位数 目备 注 表表 6-8 破碎机技术特征表破碎机技术特征表 表表 6-9 伸缩带式输送机伸缩带式输送机 型 号-SZB-764/132 与带式输送机重叠长度m11.44 出厂长度m29.7 运输能力t/h700 链 速m/s1.34 型 号-KBY550-132 功 率kW132 转 速m/min1470 电 动 机 电 压V1140 圆环链规格（dt）mm2686-C 刮板链型式-双边链 中部槽规格（长宽高）m1.50.7642.

33、22 刮板间距mm516 质 量t24.90 张 家 口 工 业 路 60 号 煤 矿 机 械 厂 项 目单 位数 目备 注 型 号-PCM110 结构特点-轮 式 进料口宽度mm700 出料口度mm700 过煤能力t/h1000 破碎能力t/h1000 型 号-KBY-550/110 功 率kW110 电 动 机 电 压V1140 外部尺寸（长宽高）mm456020251808 质 量t14.692 张 家 口 工 业 路 60 号 煤 机 厂 项 目单 位数 目备 注 型 号-SSJ1000/2160 安 徽 淮 南 蔡 家 岗 煤 矿 机 械 厂 （2）液压支架的校核 1）支架支护强度校

34、核 根据液压支架支护强度校核公式知，公式为式 6-1。 g = kHr （6-1） 式中：g顶板对支架的压强(8 倍于工作面的采高)，Pa； k采高的倍数(支架上方的岩石厚度,一般取 6-8)； H工作面的采高,3.2 m； r顶板岩石容重,最大取 2.65t/m3； 代入数据得: g =73.22.659.5/1000 =0.5MPa600 2350455560700 3450585720900 支护强度 （kN/m2） 采高 （m） 45006508001000 沙曲矿 24101 工作面来压时的最大平均载荷为 5649kN/架，其支护强度为 890kN/ml，相当于 III- IV 级来

35、压强烈顶板所需支护强度，但实际上由直方图 及实际观测可知，动载系数均小于 1.4，而且工作面矿压显现不明显，来压无 冲击载荷，说明该类顶板来压并不强烈，但如果按照 II、III 级顶板估算其支 护强度，仅 650 kN/m，或 800 kN/mz，显然 E 匕实际所需最大平均支护强度 890kN/m2 低 27%和 10%，即按照表中 II,III 级顶板设计，其支护安全可靠性 大大降低，说明 24101 大采高综采面的支架承受的载荷比普通综采高。 康家滩矿 88101 工作面来压时的最大平均载荷为 7591kN/架，其支护强度 为 1012kN/mz，相当于 W 级来压极强烈顶板所需支护强度

36、，但实际上由直方 图可知，该工作面并无冲击载荷，而且动载系数均小于 1. 4，说明该类顶板来 压并不强烈，但如果按照 II 级或 III 级顶板估算其支护强度，仅 650 kN/mz 或 800 kN/m，显然比实际所需最大平均支护强度 1012 kN/mL 低 36%和 21%，即 按照表中 II , III 级顶板设计，其支护安全可靠性大大降低，说明 88101 大采高 综采面的支架承受的载荷比普通综采高。 寺河矿 23101 工作面来压时的最大平均载荷为 8228 kN/架，其支护强度为 930kN/mz，相当于 III ,W 级来压强烈顶板所需支护强度，但实际上由直方图 可知，如果除去

37、初撑力过低和过高的因素外，其顶板真是的直方图应为正态分 布，动载系数为 1. 52，该工作面为 II 一 m 级来压明显的顶板。但如果按照 II 级或 III 级顶板估算其支护强度，仅 650 kN/mz 或 800 kN/m2，显然比实际所 需最大平均支护强度 930 kN/mz 低 30%和 14%，即按照表中 II , III 级顶板设 计，其支护安全可靠性大大降低，说明 23101 大采高综采面的支架承受的载荷 比普通综采高。 造成上述情形的原因是随着采高的增加，直接顶垮落的岩石不能充满采空 区，基本顶岩层层位必然上升，即对支架有影响的岩层移动的层位增高，虽然 采场内无冲击载荷，但其静

38、载较大，890kN/m, 1012 kN/mz, 930kN/m，分别 相当于各大采高综采工作面约 8 倍采高的岩重。其次，由于采高的增加，回采 后顶板的变形位移也要增大，原来认为是基本顶的岩层，部分因变形增大而变 成可随支架及时垮落的直接顶，而且基本顶也会随着上移，由此也造成需控制 的岩层层位升高。 2)大采高综采工作面顶板控制的力学模型 根据上述矿压显现规律分析，对于大采高综采工作面我们建立一个以静载 计算为主的力学模型，参见图 4-3。 图图 4-3 大采高综采面煤岩组合力学模型大采高综采面煤岩组合力学模型 图中 L 为控顶距， 为需控制岩层总厚度，为所控制岩层平均破断 角。故支架载荷

39、P 为需控制岩层的重力 Q;与控制岩层的悬顶重力 Q:之和，即: 式中:B 为支架支护宽度。 4.2 大采高综采工作面煤岩组合力学模型计算实例 1）沙曲矿 24101 工作面支架工作阻力的确定 沙曲矿 24101 工作面顶板为砂岩，砂岩基本顶岩层的破断角一般取 600， 1 n i i h 12 111 2 11 11 1 2 1 2 1 2 nnn iii iii nn ii ii nn ii ii PQQ hLBBhhctg hLBBhctg hBLhctg 因基本顶上位岩层及直接顶也均为一砂岩，.为计算方便，取整个要垮落的岩 层破断角为 60，依据工作面综合柱状图可知，需控制的岩层为 3

40、. 7m 厚的 中砂岩、3. 8m 厚的粗砂岩及其上部 5. 65m 的中砂岩，总计要控制的岩层厚度 为 14m，约 3. 5 倍采高。 将 代入得： 即支架所需支护强度为 930kN/mz。显然可以满足实际工作面顶板所需的 支护强度 890kN/mz，由此可知沙曲矿 24101 工作面实际所选支架额定工作阻 力偏低，这与现场观测的工作面支架阻力偏低相对应。 2）康家滩矿 88101 工作面支架工作阻力的确定 将 代入得： 砂岩基本顶岩层的破断角一般取 600，康家滩矿 88010 工作面因有部分基 本顶岩层可视为直接顶，为计算方便，取整个要垮落的岩层破断角为 600，依 据工作面综合柱状图可

41、知，需控制的岩层为 14. 88m 厚的粗砂岩及其上部 3. 17m 的泥岩，总计要控制的岩层厚度约为 19m，约 4 倍采高。 即 P=1845kN/m2。显然满足实际工作面所需的支架支护强度 1012kN/m。所选 支架工作阻力 8638kN/架是可靠的。 3)寺河矿 23101 工作面支架工作阻力的确定 23101 工作面直接顶为砂质泥岩，厚达 8. 33m(包括伪顶和煤顶在内)，基 本顶为细砂岩，根据相似模拟试验，其顶板破断角为 700，依据工作面综合柱 状图可知;需控制的岩层为 2m 厚的伪顶、6. 33m 厚砂质泥岩岩、4. 26m 厚的 细砂岩及其上部 6. 42m 厚的泥岩，总

42、计要控制的岩层厚度为 19m，约 4 倍采 高。 即 P=841kN/m。若考虑 I、II 级顶板的富余系数 1. 11. 2，则 P=921009kN/，显然满足实际工作面所需的支架支护强度 930kN/。所选 支架工作阻力 8638kN/架是可靠的。 将 代入得： 14 P=14 1.5 257.2+ctg605902/ 2 kN 架 3 1 14,B 15m,L=7.2, =25kN/m ,60 n i i h = . 19 P=19 1.75 254.5+ctg608300/ 2 kN 架 3 1 19,B 175m,L=4.5, =25kN/m ,60 n i i h = . 3 1

43、 19,B 175m,L=5.5, =25kN/m ,70 n i i h = . 由上计算可知:对于缓倾斜厚煤层，采用大采高综采回采工艺，采场支架 受力以静载为主，对于现行基本顶板分类条件来说，按约 4 倍采高控制岩层， 加上采空区的悬顶重力，以静载计算支架所需的工作阻力是可以满足大采高工 作面顶板控制要求的，这与现场观测与数值模拟计算的结果是相吻合的。 结论 利用现场观测、理论分析及数值模拟等研究手段，针对大采高综采工作面 采场顶板岩层的运动规律和采场压力显现规律有其特殊性的特点，着重研究了 大采高综采工作面的矿压显现特征及其规律、和大采高综采工作面煤岩组合力 学模型及其控制。这些研究为大

44、采高综采技术在我国煤炭行业的推广应用和发 展提供有益的实践经验，同时丰富了大采高综采采场矿压控制理论。本论文研 究的主要结论分述如下： 1)大采高综采是指采高在 3. 56. 0m，工作面使用大功率双滚筒采煤机和 重型刮板运输机割、运煤，用大吨位液压支架(支架工作阻力、单架支护面积 和支架支撑高度大)控制顶板，一次采全高的综采技术，其设备趋于大型化、 重型化和自动化。其特点是技术先进、性能可靠、装机功率大、生产效率高， 使得在国内外被广泛采用。 2)根据现场观测及收集的数据和资料，通过研究工作面岩性、直接顶和基 本顶初次垮落步距、来压动载系数、支架工作阻力频率分布直方图以及 P-L 变 化曲线

45、等，对沙曲矿 24101、康家滩 88101 和寺河矿 23101 大采高综采工作面 进行了顶板分类研究，结果表明三者分属 II III 级、II III 级、III 级基本顶 之间的顶板。 3)针对不同的缓斜厚煤层开采条件，得出大采高综采工作面矿压显现特征 如下: a、采场支架载荷大，较普通综采面高 1030%。这是由于大采高工作面支架 需控制的顶板岩层层位高。 b、来压时动载系数小，且无冲击载荷。这是由于大采高工作面直接顶垮落空 间大，顶板变形位移增大，部分原来的基本顶变为直接顶，垮落顶板的垫层加 厚，使动载系数减小，且无冲击性。 c、基本顶来压明显，但不强烈。这是因为基本顶岩层的破断步距

46、不因采高的 增大而变化，但因下位顶板及时垮落，研石垫层加厚而造成来压减弱。 19 P=19 1.75 255.5+ctg607446/ 2 kN 架 d、工作面周期来压期间支架载荷及动载系数大于初次来压期间支架载荷及动 载系数。这是由于在大采高条件下，基本顶厚度相对较薄时，承受上覆岩层的 压力弱，随着工作面推进，基本顶层位必然上升，造成周期来压期间支架载荷 较初次来压大。 e、采场支架载荷以静载为主。这是由于支架初撑力和工作阻力呈线性关系， 在静载作用下，支架的初撑力愈高，控制的顶板层位愈高，支架末阻力愈高， 是正比线性关系，若是动载作用下，支架的初撑力超过其临界初撑力后，由于 基本顶结构被支

47、架初撑力所控制，故不可能失稳，基本顶基本处于平衡状态， 随着初撑力的增大，支架阻力增长缓慢，也就是说基本顶通过自身平衡减缓了 支架载荷的增加，故为对数关系。 f、支架降阻式运行特性多，占 10%以上。说明在大采高条件下，对支架稳定 性、支架操作及支护强度等的要求高。 4)结合现场观测分析和数值模拟研究，得出大采高综采工作面支承压力分 布规律:在采高为 4m 时，工作面支承压力影响范围约 6080m，其中影响剧烈 范围在 015m，应力峰值位置在工作面前方约 2.57m，支承压力应力集中系 数为 2. 52. 8 。 5)在回采工作面，随着采高的增大，煤壁片帮的程度增加。煤壁片帮造成 支架端面距增大，引起端面顶板冒落，不利于安全生产和完成正规循环作业。 因此，维护煤壁稳定性是大采高综采工作面生产技术管理的重要内容之一，也 是厚煤层整层开采取得良好经济效益的根本保证。 6)矿压监测是促进矿压理论研究发展的有效方法。本文通过对工作面矿压 监测及收集汇总的大量资料数据，采用统计的数学方法，对各种矿山压力显现 信息进行分析，总结了采场矿压显现规律，提出了采场矿压显现的控制。 7)根据数值模拟结果，随着采高的增加，与煤层开采的相关因素(如:煤壁 和顶板塑性破坏、采场上方应力拱高度、采场支承压力分布及顶板下沉等)与 采高并非按线性关系变