煤矿围岩控制及监测课程设计--综采工作面控顶设计.docx

中 国 矿 业 大 学
《煤矿围岩控制及监测》课程设计

姓 名： 学 号：
学 院： 应用技术学院
专 业： 采矿工程
设计题目： 综采工作面控顶设计
指导教师： 职 称：

二〇一六年六月

目 录 16
目 录
1 工作面条件 2
1.1 工作面地质条件 2
1.2 工作面技术条件 3
2 控顶设计 3
2.1 防漏 3
2.1 防压 4
2.3 防推 11
3支架的选型 12
3.1支架参数要求 12
3.2支架型号确定 14
4主要结论 14
参 考 文 献 15
致 谢 15

数字编号：1
1.1
1.1.1
一级居中，二三级顶格

数字编号：1
1.1
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一级居中，二三级顶格
数字编号：1
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一级居中，二三级顶格
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一级居中，二三级顶格
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一级居中，二三级顶格
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一级居中，二三级顶格
数字编号：1
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1.1.1
一级居中，二三级顶格
1 工作面条件
1.1 工作面地质条件
某工作面所在采区煤层倾角为16°，工作面沿倾斜方向布置，沿走向推进。该工作面设计面长220m，采用综合机械化开采，由西向东推进，推进长度1500m。由西边界向东边界，每隔300m布置一个钻孔，共计6个钻孔，有关资料见表1。

表1 有关钻孔资料

岩性
1
2
3
4
5
6
碎胀系数
细砂岩
2.3
2.5
2.6
2.4
2.1
2.7
1.15
页岩
4.1
4.2
3.5
3.7
3.8
4.1
1.25
中砂岩
5.5
5.7
5.1
5.7
5.2
5.4
1.20
泥岩
3.2
3.3
3.5
3.8
4.0
4.2
1.24
细砂岩
4
4.1
3.8
3.5
3.2
3.8
1.15
页岩
2.6
2.7
2.5
2.8
3.0
3.1
1.22
泥岩
1.2
1.4
1.5
1.2
0.8
0.7
1.30
细砂岩
2.2
2.5
2.4
2.5
2.1
2.8
1.18
页岩
4.1
4.2
3.5
3.7
3.8
4.1
1.23
中砂岩
2.5
2.7
3.1
2.7
2.2
3.4
1.22
泥岩
2.2
2.3
2.5
2.8
2.0
2.2
1.25
细砂岩
5
5.1
5.8
5.5
5.2
5.8
1.10
页岩
3.6
2.7
3.5
2.8
3.0
4.1
1.25
泥岩
1.2
1.4
1.5
1.2
0.8
0.7
1.25
煤
3.8
3.5
3.0
3.3
3.6
3.2
1.30
细砂岩
5
5
5
5
5
5
1.15
注：表中单位为m。
1.2 工作面技术条件
工作面采用综合机械化采煤工艺。
综合机械化采煤是指采煤工作面全部生产过程，即机械破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理及回采巷道运输、掘进等全部机械化。综合机械化采煤的设备。
综采工作面的主要设备有：采煤机、可弯曲刮板输送机、转载机、自移式液压支架。
刮板输送机是综合机械化采煤工作面的主要运输设备。除了运送煤之外，还可作为采煤机械的运行轨道，液压支架移动的支点。
固定采煤机有链牵引的拉紧装置或无链牵引的齿轨，并有清理工作面浮煤，放置电缆、水管、乳化液胶管等功能。
2 控顶设计
综采工作面的控顶设计，主要是确定支架架型、支架工作阻力与初撑力以及支架的高度等。不论是选用现有支架，还是设计新支架，都要在上述控顶原则的基础上来进行。在设计过程中，本着一切从最不利的条件出发。下面按防漏、防压、防推进行叙述。
2.1 防漏
由本设计的煤层顶板条件，煤层上方有直接顶，并且有伪顶，同时要实现高产高效，因此应选用支撑掩护式液压支架。
本设计直接顶比较软弱，如果端面距过大，容易引起端面冒落。在这种条件下，综采工作面端面距不超过340mm。
实践表明，支架初撑力越大，顶板的下沉量将越小，端面冒高也将越小。支撑掩护式液压支架由于本身有香煤壁的推力，初撑力越大推力将越大，越有利于控制端面冒落。为防止发生端面冒落，综采工作面端面冒落高度不超过300mm，对正常生产影响不大，这时所需的支架初撑力(kN/架)目前只能通过调压实验或日常监测来确定。
2.1 防压
1.支架的工作阻力应能支撑住工作空间及采空区上方垮落带岩层的重量

—安全系数，取1.2
－支架工作阻力KN
—每架支架所控制的工作面长度，1.5m/架；
—垮落带直接顶岩层平均容重，22；
—垮落带直接顶厚度,m；
—直接顶岩梁长度，即，为端面距340mm，支架顶梁长度420mm，为直接顶岩层在支架顶梁后的极限悬顶距；
—垮落带中第i层老顶及其附加岩层的平均容重，23；
—垮落带中第i层老顶及其附加岩层的厚度；
—垮落带中第i层老顶的岩块长度，=30，=25m (经验) ；
—为煤层倾角16°，cosα=0.96；
—考虑掩护梁上有冒矸载荷及立柱不垂直顶梁的系数，取90%；
(1)第一个钻孔：为初放阶段的顶板控制
老顶初次来压时工作阻力

式中
—（老顶初次来压步距，经验取30m），15m；

代入数据得

P=1.5(22×4.8×6.54+23×7.2×30+23×6.6×15）×0.96×1.20.9=15236KN/m3

(2)第二个钻孔

P=1.5(22×4.1×6.54+23×7.4×30+23×2.7×25）×0.96×1.20.9=13916KN/m3

(3)第三个钻孔

P=1.5(22×4.0×6.54+23×8.3×30+23×2.7×15）×0.96×1.20.9=13889KN/m3

(4)第四个钻孔

P=1.5(22×4.0×6.54+23×8.3×30+23×6.4×25）×0.96×1.20.9=19166KN/m3

(5)第五个钻孔

P=1.5(22×3.8×6.54+23×7.2×30+23×5.0×25+23×2.1×10）×0.96×1.20.9=17036KN/m3

(6)第六个钻孔

P=1.5(22×4.8×6.54+23×8.0×30+23×7.5×25）×0.96×1.20.9=20204KN/m3

2.支架的初撑力应能保证直接顶与老顶之间不离层。
设平衡直接顶岩梁重量所需的支架初撑力为

平衡直接顶岩梁所产生力矩（对煤壁）所需的支架初撑力为

—直接顶岩梁长度，；
—作用点距顶梁后端的距离，取1.2m
(1)第一个钻孔为初放阶段的顶板控制
直接顶初次垮落时初撑力

_直接顶初次垮落步距，取20m；
得

P01'=1.5×22×4.8×(4.54+202)×0.96×1.20.9=2948（KN/架）

得

P03'=1.5×22×4.8×(4.54+202)2×0.96×1.22(4.54-1.2)×0.9=6417(KN/架）

(2)第二个钻孔
支架初撑力

P01'=1.5×22×4.1×6.54×0.96×1.20.9=1133（KN/架）

P03'=1.5×22×4.1×6.542×0.96×1.22(4.54-1.2)×0.9=1109(KN/架）

(3)第三个钻孔
支架初撑力

P01'=1.5×22×4.0×6.54×0.96×1.20.9=1105（KN/架）

P03'=1.5×22×4.0×6.542×0.96×1.22(4.54-1.2)×0.9=1082(KN/架）

(4)第四个钻孔

P01'=1.5×22×4.0×6.54×0.96×1.20.9=1105（KN/架）

P03'=1.5×22×4.0×6.542×0.96×1.22(4.54-1.2)×0.9=1082(KN/架）

(5)第五个钻孔

P01'=1.5×22×3.8×6.54×0.96×1.20.9=1050（KN/架）

P03'=1.5×22×3.8×6.542×0.96×1.22(4.54-1.2)×0.9=1028(KN/架）

(6)第六个钻孔

P01'=1.5×22×4.8×6.54×0.96×1.20.9=1326（KN/架）

P03'=1.5×22×4.8×6.542×0.96×1.22(4.54-1.2)×0.9=1298(KN/架）

则支架所需初撑力应是 与 中的大值，即P"=6417(KN/架）。
3.支架的可缩量应能适应裂隙带老顶的下沉
由于裂隙带岩层与垮落带岩层之间已无自由空间，△h可用经验公式求得

式中：
—下沉系数，0.025；
—煤层最大采高，3.8m；
—最大控顶距，为（l为循环进尺，0.8m），即4.54m+0.8m=5.34m

∆h=0.025×3.8×5.34=0.51m

所需支架最大高度为，则

Hmax=Mmax=3.8m

所需支架最小高度为，则

Hmin=Mmin-∆h-a=3.0-0.51-0.05=2.44m

式中：
—煤层最大采高，3.8m；
—煤层最小采高，3.0m；
—卸载高度，0.05m
由于设计的采高为3.0～3.8m，因而支架选型时最大高度最好在3.8m以上，最小高度应不大于3m。
2.3 防推
当煤层顶板下位岩层易于上位岩层离层而支撑力又不足时，可能导致液压支架倒架。
预防倒架造成的危害，主要是提高支架的初撑力，将下位岩层顶紧上位岩层，令上、下岩层间产生的摩擦阻力足以防推。为此支架所需的初撑力可按公式计算。

－上下岩层的摩擦因数，无水时可取0.3
—下位岩层岩层平均容重，22kN/m3；
—下位岩层厚度，2.5-3m；
代入数据得

P0'''=1.2×1.5×22×3×6.54(0.96+10.3×0.31)0.9=1721（KN/架）

综上所述，支架的初撑力与防漏、防压、防推均有关系。真正需要的初撑力应是 、、中的大值，即初撑力取P"=6417(KN/架）。

3支架的选型
3.1支架参数要求
1.高度选择 
液压支架的高度必须适应工作面推进方向上煤层厚度的变化。其关系为　　

式中，为支架的最大和最小高度；，为煤层的最大和最小厚度；为支架在最小采高时，顶板下沉量； a—支柱的卸载高度，取50mm。 
2. 初撑力 
初撑力是液压支架的一个重要参数，我国液压支架的初撑力一般为额定工作阻力的50～80%。
提高支架的初撑力可以减少直接顶的离层，增加顶板的稳定性；可以提高支架对机道顶板的支撑能力，减少工作面顶板破碎度及煤壁片帮；可以压实顶梁上和底座下的浮矸，提高支撑系统刚度；可以充分利用支架额定支撑能力，减少顶底板相对移近量。 
3. 合理工作阻力 
支架的工作阻力应能支撑住垮落带岩层的重量，包括正常工作时工作空间的和最不利情况下(老顶初次来压)的垮落带岩层重量。
4.支护强度
（1）、支护强度的确定
①直接顶压力计算
巷道基本支架应控制并其与老顶贴紧，因此支护强度至少应当平衡直接顶的岩重，为
qt=∑hzγzfz
式中qt——巷内基本支架支护强度，kN/m2；
hz——直接顶分层厚度，m；
γz——直接顶密度与当地自由落体加速度之积，kN/m3；
fz——悬顶系数，一般情况下，可按fz=1计算。
qt=4.8×2500×9.8=117.6kN/m2
P=4.2×1×qt=494kN
②经验公式计算
　按经验公式：Q=KHρ×10-5=4.8×1.5×2500×10-5=180kN/m2
式中： K----作用于支架上的顶板岩石厚度系数，取4.8
H----采高，取最大采高1.5米
ρ----岩石密度，取2500kg/m3。
P=4.2×1×180=756KN
（2）支护强度的计算
使用DW25—250/100型液压单体，额定工作阻力250KN。1m巷道顶板面积约为4.2m2，有六个液压单体支护。
直接顶：平均单体承受压=494/6=82.3kN＜250kN
经验公式：平均单体承受压=756/6=126kN＜250kN
（一）3.1m2有4个液压单体支护; P=3.1×1×qt=364.56kN
直接顶：平均单体承受压=364.56/4=91.14kN＜250kN
P=3.1×1×180=558KN
经验公式：平均单体承受压=558/4=139.5kN＜250kN
有2个液压单体支护
直接顶：平均单体承受压=364.56/2=182.28kN＜250kN
经验公式：平均单体承受压=558/2=279kN
3.2支架型号确定

4主要结论
初放阶段所需支架工作阻力P=15236(KN/m3）及初撑力P"=6417(KN/架）与正常生产期所需支架工作阻力P=20204(KN/m3）及初撑力P"=1326(KN/架）相比，支架选型时应以大的为准。
由于设计时考虑了可能会出现的极端情况，如老顶初次来压步距为30m，直接顶初次垮落步距为20m等等，实际的选型过程中可以有10%左右的富余系数。
本设计的结论是：选用WS型支撑掩护式液压支架，额定工作阻力不小于20204，额定初撑力不小于6417(KN/架），最大高度在3.8以上，小高度不大于3.0m。
由于初放阶段所需初撑力较大，工作面投产后，在老顶初次来压前，应控制工作面推进速度，不能过快，保证初撑力不小于6417(KN/架）。此外，为保证顶板处于良好状态，日常生产期间应保证初撑力不小于1326(KN/架）。
参 考 文 献
[1] 杜计平、孟宪锐.《采矿学》.徐州：中国矿业大学出版社，2009
[2] 林在康、左秀峰、涂兴子.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学出版，2000
[3] 张荣立、何国纬、李铎.《采矿工程设计手册》.北京：煤炭工业出版社，2003

致 谢

历时将近一周的时间终于将这篇设计写完，在设计的写作过程中遇到了无数的困难和障碍，都在同学和老师的帮助下完成了。尤其要强烈感谢我的设计指导老师季明老师，他对我进行了无私的指导和帮助，不厌其烦的帮助我进行设计的修改和改进。另外，在校图书馆查找资料的时候，图书馆的老师也给我提供了很多方面的支持与帮助。在此向帮助和指导过我的各位老师表示最真诚的感谢！ 感谢这篇设计所涉及到的各位学者。本文引用了数位学者的研究文献，如果没有各位学者的研究成果的帮助和启发，我将很难完成本篇设计的写作。感谢我的同学和朋友，在我写设计的过程中给予我很多的素材，还在设计的撰写和排版过程中提供热情的帮助。由于我的学术水平有限，所写设计难免有不足之处，恳请各位老师和学友批评和指正！