兴隆井田设计--采矿专业毕业论文设计.doc

太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）说明书 姓 名： 专业班级：采矿专业 级指导教师： 日 期： 2016年10月10日 目录第一章 矿井概况3第一节 地理位置与交通3第二节 地质特征3第三节 矿井开拓方式7第四节 矿井通风方式8第二章 设计采区地质情况8第一节 采区相对位置8第二节 地质构造情况8第三节 采区煤层及顶底板情况8第四节 采区煤层瓦斯与地质构造关系9第三章 设计采区储量与生产能力10第一节 采区储量10第二节 采区生产能力服务年限10第四章 采区方案设计13第一节 采区巷道布置方案13第二节 方案的技术经济比较13第三节 方案选择17第五章 采煤工艺18第一节 采煤工艺18第二节 落煤18第三节 装煤及运煤19第四节 工作面设备配备20第五节 工作面顶板管理20第六节 采煤工作面生产技术管理25第六章 采区生产系统28第一节 采区工作面运输系统28第七章 采区主要技术经济指标表- 29 -第一节 采煤工作面技术经济指标- 1 -第二节 采区技术经济指标表7-1-2- 2 -第八章 主要安全技术措施- 2 -参考文献- 3 - 第一章 矿井概况第一节 地理位置与交通一、地理位置兴隆矿井位于重庆市万盛经济开发区西南的关坝镇，距区政府所在地万盛29km。行政区划属綦江区关坝镇和青年镇，地理坐标为：东经106°47106°51，北纬28°4528°52。兴隆矿井西邻川黔铁路，北邻三（江）万（盛）铁路，其中三万铁路以及万南铁路、川湘公路等铁路、公路线通过本区，是主要的出口交通。关坝镇与铁路最近车站均有公路相通，至川黔线的赶水站27km、三万线的万盛站30km、谷口河站22km。附交通位置图111二、地形地貌井田处于四川盆地与贵州高原接壤地带，山脉走向NNE，大致与地层走向一致，总的地势是由南东向北西、由北东向南西逐渐降低的东高西低趋势。最高为北段的大茅坡，标高为+932m，最低为藻渡河，标高为+310.7m。相对高差621.36m，一般地形高差400m左右。除山间谷地外，地形坡度一般为10°30°，属山岳分带的中、低山区，山地之间呈不连续槽地。三、煤田开发简史兴隆井田是南桐矿矿业公司最后一个开发的井田，井田邻近生产的南边有松藻煤矿、藻渡煤矿、北边有南桐新田湾煤矿和浅部小煤矿。第二节 地质特征一、地质1、井田地层井田地层处于川鄂湘黔隆起褶皱带与四川沉降带东缘结合部的川黔南北构造带中的龙骨溪西异次级褶皱酒店垭箱形背斜西异的北段，呈狭长的单斜构造，倾向NW，倾角3545°，岩层走向N18°E渐变为N5°E。井田范围内出露地层由老至新为志留系中统的韩家店组(泥盆、石炭缺失)、二迭系、三迭系。其中三迭系地层分布最广，二迭系地层次之，志留系出露于井田东部的大片地区，而第四系的残积物、坡积层则分布于河谷、沟谷之处，为砂和砾石组成。井田地层特征详见表1-2-1。兴隆矿井井田地层表表1-2-1系统层名代号厚度岩性三迭系上统须家河组T2Xj445.0灰白色、细中粒长石、石英砂岩中统雷口坡组T2l91.82灰色中厚层状的白云岩，泥质白云岩。下统嘉陵江组Tl 14741.13层状灰岩及泥岩飞仙关组T1f1-2172.2紫色钙质泥岩玉龙山组T1Y1-5136.41钙质泥岩、泥质灰岩二迭系上统长兴组P2C1261.00深灰色、层状石灰岩龙潭组P2L80.52泥岩、灰岩及煤层下统茅口组P1M174.74深灰色层状灰岩西霞组P1q207.74藻层灰岩泥质灰岩梁山组P1L11.0粘土泥岩及煤铁透镜体志留系中统韩家店组S2h320.0黄公砂质泥岩及灰岩2、煤系地层龙潭含煤岩组假整合于茅口组之上，与长兴组碳酸盐岩相地层呈渐变过渡接触，全厚75.53 m84.94m.，K煤层以上为深灰、灰黑色、砂质泥岩，灰薄层细砂岩及35层灰岩一般含煤三层，厚40m45m。K煤层以下为深灰、灰黑色泥岩、砂质泥岩及灰岩局部夹砂岩、粘土岩、底部含铝质泥岩及底砾岩，一般含煤六层，属主要含煤段，厚38m40m，产瓣锶类、腹足类、腕足类等动物化石及阔叶大羽羊齿、舌形匙羊齿等植物化石。成煤环境属碳酸盐台地潮坪体系。整个煤系可划分为六个旋回。二、煤层及煤质1、可采煤层1） K4煤层属局部可采煤层，位于煤系中上部，上距K5煤层2，40756m，平均5，20m；下距K3b煤层5.9211.41m，平均787m。煤厚0106m，平均0.44m，煤层结构简单。2） K3b煤层属全区可采煤层，位于煤系中下部，下距K3a煤层1.273.67m，平均2.44m。煤厚1.154.49m，平均2.84米，一般厚度2.503.00m，煤层结构简单， 3） K2b煤层属局部可采煤层，位于煤系下部，上距K2c煤层0.28m4.24m，平均1.82m；下距K2a煤层1.22m4.54m，平均2.40m。煤厚01.01m，平均0.28m。煤层结构简单， 4） K1煤层属大部可采煤层，位于煤系底部。煤厚0.22m1.59m，平均0.93m，一般厚度0.8m1.0m。煤层结构简单较简单。可采层K1、K层间距为23.52m41.32m，平均27.87m。煤组煤层煤层厚度（m）煤层间距（m）煤层结构顶底板岩性稳定性倾角（°）备注最小最大平均最小最大平均夹石层数夹石厚度顶板底板中K3b1.154.492.84硅质灰岩砂质泥岩稳定42底K10.221.590.9323.541.327.9砂质泥岩铝质泥岩较稳定42可采煤层特征见表122附煤层综合柱状图1-2-12、煤质可采煤层k1和k3b为灰黑至黑色、粉末为深黑色，似金属及金刚光泽，均一状及条带状结构，层状及块状构造，参差状及贝壳状断口，内、外生裂隙较发育。K3b煤层疏松易碎，多呈粉状，其余各层硬度大、韧性强。坚固性系数f=0.130.4。宏观煤岩类型为半亮、半暗型煤。煤岩组分以亮煤、暗煤为主，镜煤与丝炭含量甚少。3、 煤种及用途K3b煤层3线以北为贫煤，3线以南为三号无烟煤； K1煤层9线以北为贫煤， 9线以南为三号无烟煤；局部可采煤层K4、K2b均为三号无烟煤。可作为动力用煤、民用煤、氮肥用煤以及气化（固定层发生炉）用煤。三、水文地质特征 1、地表水体 主要是板辽河、兴隆河、藻渡河对矿井充水的影响。由于三条河均横切地层，含水地层的主要泉水都出露于河床两岸，虽未发现河流与含水层有直接的水力联系，但一旦揭穿含水层的岩溶，则河流将成为岩溶的补给源。 2、含水层茅口灰岩、长兴灰岩是含水层，其中茅口灰岩在+450m以上13勘探线， 距煤系底板15m76m和513勘探线距煤系底板50m95m层段属地下水富集区，含水性强。但在+450m以下，随着深度的增加，岩溶发育和含水性明显减弱。长兴灰岩浅部岩溶发育，因局部地段受断层影响，含水性较强。 3、断层 断层的导水性强弱与断层切割岩层的标高及断层上、下盘与含水层的接触密切相关。井田内断层切割含水层的标高愈高则导水性强。4、老窑井田上部生产小窑星罗棋布，其中不少为斜井或暗斜井开拓 今后停采或废弃后形成的老窑积水，将对矿井开采造成威胁。 5、大气降水大气降水是地表水的直接补给源。河流水量的大、小及含水层地下水的丰沛与枯竭，完全受大气降水的制约。降雨后，河水骤涨，泉流量剧增；雨停后，河水23天，泉水51 0天，即恢复常态。6、矿井涌水量预计根据对矿井水相关因素的分析，以地质资料、抽水试验资料、相邻矿井资料确定计算参数，矿井计算涌水量表 表1-2-3 计算水平计算方法计算结果（m3/d）最大一般+360m水平地下水动力学法3084水文地质比拟法新田湾煤矿8310831576松藻煤矿363405463藻渡煤矿414256228水均衡法14081516030涌水量预算采用值414256228矿井+50m水平的最大涌水量为1726m3h，正常涌水量为259.5m3/h。四、矿井瓦斯与煤尘兴隆井田属煤与瓦斯突出矿井 K1煤层3.99 m3t15.17m3t，平均 9.59m3t K3b煤层2.12 m3t17.92m3t，平均 9.36m3t。 K1、K3b煤层均具有煤尘爆炸危险性。K1煤层属容易自燃煤层、自然倾向性为类。K3b煤层属容易自燃煤层、自然倾向性为类。第三节 矿井开拓方式兴隆煤矿采用主立井、副斜井联合开拓方式。矿井走向为南北走向、走向长为11km，倾斜宽1.008km，面积约10.4km2。开采标高为+50 - +300水平。在+50m水平设置主要运输大巷。+300水平设置辅助运输大巷。+325设置主回风大巷。矿井设计生产能力为年产量60万吨。服务年限为48年。 第四节 矿井通风方式本矿井采用中央分列抽出式通风。在井田南北两翼分别有回风斜井，形成对角式通风方式。 矿井工业场地布置有主立井、副斜井，在底板茅口灰岩中布置回风斜井和矸石斜井副斜井为主要进风井、行人、运材料。主立井为辅助进风井，主要提煤。回风斜井担负回风任务。矸石斜井担任全矿提矸石任务。第二章 设计采区地质情况第一节 采区相对位置北一采区属于兴隆煤矿投产的首采区，位于井田中央北部。南邻矿井主斜井、北邻北三采区。开采标高+50水平至+300水平之间。采区走向长度为1600m、倾斜长度为350m。两水平垂直标高为250m。第二节 地质构造情况 一、地质构造情况本采区根据勘探和揭露来看，构造复杂，对开采有一定影响。在采区范围内k1煤层中有f19断层。在设计采区时避开断层。（详见采区剖面图）在具体施工过程中。对于在开采过程中揭露的隐伏断层应制定相应的措施。严格加强地质预测预报。 二、水文地质情况本采取位于井田中央北部、地面无河流等。充水水源相对单一。在具体施工过程中。应加强探放水工作。 第三节 采区煤层及顶底板情况一、煤层赋存情况Kb3煤层位于煤系中下部，是本井田主要可采煤层。厚1.27m3.67m，平均厚2.44m。K1煤层位于煤系底部，厚0.22m1.59m，平均厚度1m。煤层结构较简单，属稳定煤层，为大部分可采。K1、K3b层间距为23.52m41.32m，平均27.87m。煤层倾角35°47°，平均45°。K3b煤层为有严重突出危险煤层；K1煤层为有一般突出危险煤层。根据防突细则中关于保护层与被保护层的开采关系，设计先开采保护层K1煤层，根据保护范围再布置开采K3b煤层。二、煤层顶底板特征K3b煤层顶板以硅质灰岩分布为主，厚度5.92m11.41m，平均7.87m，性脆、坚硬，需要采取强制放顶。直接顶为深灰色硅质灰岩，微晶结构，致密坚硬，含生物碎屑化石、厚0.18m3.68m，平均0.8m。直接底为泥岩、沙质泥岩及粉砂岩，黑色薄层状，呈水平及波状层理，顶部为粘土岩，岩性变化不大。 K3b煤层顶板属类易冒落顶板。煤层底板地鼓严重。K1：底板为含铝质泥岩，直接底为厚04.07m的泥岩及砂质泥岩，呈深灰、黑灰色薄层状，显断续水平层理，顶部为粘土岩，偶夹炭质泥岩透镜体，极不稳定。直接顶为厚0.756.15m的深灰色薄层状泥岩及砂质泥岩，显断续水平层理，产腕足类、海百合茎及植物叶片化石。K1煤层顶板属类中等易冒落顶板，不易管理。附采区煤层柱状图2-3-1第四节 采区煤层瓦斯与地质构造关系 K1煤层相对瓦斯涌出量3.99 m3t15.17m3t，平均 9.59m3t K3b煤层相对瓦斯涌出量2.12 m3t17.92m3t，平均 9.36m3t。采区内有断层地质构造，由于是隐伏断层，瓦斯在断层及其附近有一定的聚积，在采掘进及工作面回采至断层附近应当制定安全技术措施。第三章 设计采区储量与生产能力第一节 采区储量 K1煤层采区的工业储量=工作面倾斜长×工作面走向长×煤厚×比重 =350×1600×1×1.55=86.8万吨 K3b煤层采区的工业储量=工作面倾斜长×工作面走向长×煤厚×比重 =350×1600×2.4×1.55=208.3万吨采区的工业储量= K1 + K3b =295.1万吨采区的可采储量=采区的工业储量×回采率=2951175t×80=236.万吨表3 -1-1储量估算表工业储量（万吨）损失量开采储量（万吨）合计煤柱（万吨）厚度损失（万吨）落煤损失（万吨）名称数量名称数量295（万吨）小计0.5小计0 0.5294.5阶段落煤0.1 该采区由于煤层沿顶板开采，故无厚度损失上山煤柱0.1隔离煤柱0.1构造煤柱0.1其它煤柱0.1第二节 采区生产能力服务年限采区采用走向长壁无煤柱回采，先采k1保护层。等k1保护层开采一定时间后（k3b煤层得到保护）再布置k3b综采工作面。K1煤层采用后退式开采，在k1煤层布置一个炮采工作面。K3b煤层布置一个综采工作面。采区的生产能力就是两个工作面的生产能力之和。一、1.K1煤层炮采采煤工作面正规循环生产能力W=L×S×h×r×c×d =170×1×1.6×1.5×97× =13.6万t/a式中： W-正规循环生产能力，万t/a; L-工作面长度，m; S-工作面正规循环推进度，1.6m; h-工作面设计采高，m; r-煤炭容重，t /m³； c -工作面采出率，% d-实际生产天数330天 2.K1煤层服务年限 A1 =K1工业储量×回采率÷年生产能力 =86.8万t×80%÷13.6万t/a =5.1年 二、1.K3b煤层综采采煤工作面正规循环力 W =I × L× M ×C ×D × R =150×2.4×2.4×1.5×0.97×300 =37.7万t/a 式中：W 年平均产量，万t/a； I 工作面长度，m； L日推进度，m/d； M煤层厚度，m； R 煤层煤层容重，t/m3； C 工作面出采率，取97%； D 年实际工作天数，根据采区工作面实际情况，取300天。 2.K3b煤层开采年限=K3b工业储量×回采率÷年生产能力 =208.3万t/a×80%÷37.7万t/a =4.5年 三、1.所以采区年生产能力=k1×k2 =k1×k(k1煤层工作面年生产能力+k3b煤层工作面年生产能力) =0.95×1.1×(13.6万t+37.7万t) =50万t/a式中：k1工作面产量不均衡系数取0.95 k1采区内掘进出煤系数取1.1 采区内同时生产工作面年产量之和 2.所以采区服务年限= K1煤层开采年限+K3b煤层开采年限+k3b煤层被保护时间 =5.1年+4.5年+2年 =11.6年第四章 采区方案设计第一节 采区巷道布置方案一、采区设计方案方案一 集中运输巷跨石门布置带区形式：带区在矿井+50-+300水平北翼，该带区采用走向条带炮采，沿煤层走向每隔400m布置一个石门，从主石门分别向南翼井田中央（首采区）开采。带区分为两个区段四个工作面，工作面跨石门开采，工作面巷道分别布置在+300m和+175m。巷道布置：各水平集中运输大巷布置在k1煤层底板的茅口灰岩中，用运输石门联通各煤层，每一个石门作为一条回风上山形成独立的通风系统。(见方案一巷道布置图)方案二 采区集中上山集中平巷联合布置区形式：该采区有两层煤，根据煤层厚度的不同情况，K3b采用综合机械化采煤，Kl采用放炮落煤，采区的走向长度为1600m，采用双翼采区布置，每翼走向长度为780m。采区上山：根据采区煤层赋存稳定、采区地质构造简单的条件，由于两层煤层集中开采，K1煤层作保护层开采，k3b作为被保护层开采。采区上山的布置方式为三条岩石上山，在Kl煤层下部茅口灰岩中布置采区轨道上山28°（伪斜），运煤上山37°、回风上山37°。绕道石门与煤层巷道相连。区段巷道：因K1煤层(三层煤集中开采，由于k3b煤层瓦斯含量大，K4煤层作为保护层开采，先布置K1煤层工作面)厚度变化不大，平均煤厚1 m。可一次采全高，根据本采区的地质条件、为避开F19断层。在+300、+175和+240布置k1煤层煤层巷道。将工作面布置成“w”形工作面。联络巷道：由于本采区采用联合布置方式。在联络巷道的布置上，轨道上山均用甩车场与石门和煤层巷道联系，进行运料。第二节 方案的技术经济比较 一、工程量比较方案一 采区能快速的形成工作面，通风方面形成一个单独的通风系统，营造了有利环境。所需维护的巷道数量也相对较少，经济方面工作面跨上山连续回采，减少了工作面的搬家次数，提高了经济效益。实现了现代化矿井高产、高效的设计模式。优点：工作面可连续推进，减少工作面搬家次数从而减少了工作面搬家费用及搬家时所需要的时间，没有采区上山及硐室工程量，生产系统简单。分带式具有稳定矿井生产、为采掘接替等方面创造良好条件的明显优势，针对于该矿为煤与瓦斯突出矿井。缺点：石门断面较大并且数目较多，水平大巷掘进工程量大，采区原始准备工程量大。在煤层底板巷中布置瓦斯抽放。方案二 采区集中上山布置生产更为集中，当下部k1保护层开采后，可布置多个采煤工作面同时生产，采区生产能力大。优点：上山布置在Kl煤层的底板中，减少了阶段煤柱损失量，初期煤层开采工作量大，要先保护层k1进行开采，才能同时布置多个工作面，但后生产能力大，缩短了采煤工作面的布置时间，巷道维护工程量小。缺点：岩巷工程量大，通风、运输、排矸、运料等系统复杂，生产和准备之间干扰大，采区上山、区段集中平巷、联络巷等要成承受多次采动影响，且维护长度大，维护时间长，维护费用高，生产系统复杂工作面搬家次数加倍。 二、技术比较方案一 利用水平巷道与石门联合布置工作面，减少了上山的使用，解决了提升问题，又使两层煤都能采，而且能有效的控制瓦斯与通风，为采区通风营造了有利环境；工作面跨石门连续回采，减少了工作面的搬家次数，实现了现代化矿井高产、高效的设计模式。方案二 集中上山布置能与第一方案有相似之处，都是利用石门揭穿煤层形成工作面，当解放层开采后能使采区的生产能力加大，服务年限长，比方案二的留的煤柱少，而且巷道维护量小，但生产系统复杂，后期通风能力需求大。采区方案技术比较表4-2-1 项目方案 方案一条带式布置方案二集中上山布置1、掘进工程量 工程量较小 工程量较大2、工程难度岩巷施工、石门多岩巷施、石门多3、通风距离短，由一条大巷进风，独立的通风 较长4、管理环节简单，采用单独的进回风 管理环节多5、巷道维护因石门和联络巷与工作面联系，有些为半煤巷，维护量大，维护费用高因石门和联络巷与工作面联系，有些为半煤巷，维护量大，维护费用高6、支架回收可以回收可以回收7、工程期工作面通过石门与大巷联系岩石上山掘进速度慢，需时间长通过两种方案的粗略比较，在技术上都可行，下进行经济比较。三、方案经济比较方案一、方案二均属技术上可行，安全生产条件好，采区服务年限符合要求。两者相比方案二的初期经济投入较高，但后期巷道维护费用较少，煤柱损失相对较少。方案一的初期经济投入较少，投产较快，但后期要进行水平得延伸，费用增加，无煤柱损失。因此，两方案需要通过经济比较，才能确定其优劣。经济方面：经济比较在于巷道工程量耗资的多少，详情见下表。采区方案经济比较 方案一 表41-2方案项目第一方案条带式布置水平大巷长度/m3Xl600掘进单价元8000费用万元384石门长度m15×130掘进单价元7000费用万元136.5 采区方案经济比较 方案二 表4-2-2方案项目第二方案采区式集中上山布置下煤上山长度/m1×90掘进单价元8000费用万元72石门长度/m680单价元7000费用万元476优缺点比较 表42-3方案优点缺点方案一1、安全系数高2、投产时间快3、运输能力强1、 服务年限短2、 生产能力小3、 石门工程量大方案二1、生产能力大2、服务年限长3、巷道维护小1、管理环节多2、通风要求严3、运输能力弱采区方案经济比较汇总表4-2-4方案项目 方案一方案二l、主要经济比较520.5万元548万元2、主要优缺点比较较优相对较优 第三节 方案选择经过此经济比较的方案二在经济上虽然不是最优。但是通过综合实际考虑后还是选择方案二确定北一采区最终的设计方案。 第五章 采煤方法第一节 采煤工艺一、采煤方法选择K1煤层为该矿主采煤层之一，K1煤层位于煤系底部，厚0.22m1.59m，煤层结构较简单，属稳定煤层，为大部分可采。K1、K3b层间距为23.52m41.32m，平均27.87m。煤层倾角45°，平均厚度1米，属于薄煤层，工作面采用走向长壁后退式式采煤方法，风煤钻打眼，放炮落煤，单体液压支柱加铰接项梁支护，全部垮落法管理顶板。二、回采工艺工作面安全检查打眼装药、联线放炮检查通风、瓦斯、顶板等工作面煤炭自溜至运输巷溜子、皮带石门煤仓运煤下山挂梁、支柱回柱放顶。第二节 落煤放炮落煤。即电煤钻或YT-29风锤打眼，采用正向装填，使用三级煤矿乳化炸药与15段毫秒延期电雷管爆破（最后一段的延期时间不得超过130ms），该工作面回采方式为一、二段套采，采用大串联联线，MFB-175型放炮器一次性起爆。爆破说明书 （一个段单循环） 表5-2-1项目名称眼 深（m）装药量（Kg ）循 环 消 耗连线方式眼数（个）装药量（Kg）雷管数（发）顶 眼1.20.49236.892大串联底 眼1.20.49236.892合 计18473.6184附图：5-2-1工作面炮眼布置图3.运煤、装煤方式：工作面人工扒煤、自溜机巷采用DSB-40T型刮板输送机和BTL65/120-30×2型皮带输送机转运一区下煤上山一区煤仓+50m大巷3t底卸式矿车装煤，12t矿用防爆型蓄电池机车运输至+50m水平井底煤仓。4.顶板控制方法：采用DW型单体液压支柱配合（1000mm×80mm×67mm）木板托顶支护，工作面采用全部垮落法管理顶板。单体液压支柱柱排距0.8m*0.8m，采用45排控顶。5.回采作业工序：从上至下打眼与从下至上回柱平行作业，打支柱与扒煤从上至下平行作业且扒煤工序超前支柱支设工序5m。 工作面正规循环生产能力 W=L×S×h×r×c =170×1×0.84×1.5×97 =207.7t式中： W-正规循环生产能力，t ; L-工作面长度，m; S-工作面正规循环推进度，m; h-工作面设计采高，m; r-煤炭容重，t /m³； c -工作面采出率，%采面月生产能力计算日生产能力=正规循环能力×循环个数=207×1=207t 采面月生产能力=日生产能力×月生产天数×正规循环率 =207×30×90=5589t（月生产天数按30天计算）第三节 装煤及运煤一、装煤工作面煤炭自溜到运输机巷、腰巷。人工清理浮煤。二、运煤工作面上段煤炭通过DSB-40刮板输送机+240腰巷皮带下煤眼下煤上山采区煤仓+50大巷井底煤仓主立井地面工作下端面煤炭通过DSB-40刮板输送机+175机巷皮带下煤眼下煤上山采区煤仓+50大巷井底煤仓主立井地面第四节 工作面设备配备 表5-4-1 设备名称 设备型号 数量 备注单体液压支柱 DW型工作面刮板输送 DSB-40型 一台皮带输送机DTL65/120-30×2型 一台隔爆馈电开关 KBZ-80 三个煤电钻 ZBZ-4.0型 三个可逆真空电磁启动器 QBZ-120N型 一台回柱机 JH-14型 两台 真空电磁启动器 QBZ-80型一台乳化泵 XRB2B(A) 两台第五节 工作面顶板管理一、单体液压支柱工作面的支护设计根据相邻矿井的矿压观测资料，结合k1煤层顶板岩性情况，直接顶能随回采的推进而直接冒落，采用“既定载荷”的原则，采面对老顶运动不予限制，支柱只起支撑直接顶的作用。因此，基本支柱的密度按所担负直接顶的作用力计算。该面采用类比法计算支护参数。二、合理支护强度计算1.单体液压支柱支护密度及柱、排距的计算.直接顶压力： Pt=9.8 h×r×k×Cosa =9.8×1.2×6×2.5×cos45° =133KN/m2 式中h最大采高为1.2m， r为岩容重2.5t/m3， a为煤层倾角。 K工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，结合k1煤层的实际条件，k取6。.支柱工作阻力根据相邻矿井的矿压观测资料，k1煤层中Kg=0.85，Kz=0.9，Kb=0.9，Kh=0.9，Ka=0.9，Kz=0.9， T1为30t，来压时顶板峰值压力为172.35KNm2。单体液压支柱工作阻力： t =Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R = 0.85×0.9×0.9×0.9×0.9×172.35 =96.11KN/根。.支柱密度 n=Pt/Rt =133/96.11 =1.13根/ m² 式中 n支柱密度，根/； Rt支柱实际支撑能力，KN/根。 .支柱柱距确定为便于管理和适应工作面支护要求，排距定为0.8m，则柱距为： 支柱的柱距=1÷（支柱密度×排距） =1÷（1.13×0.8） =1.1m 验证：根据k1煤层顶板特点，实际支柱柱距取0.8m，折算成实际支护密度=1÷（实际排距×实际柱距）=1÷（0.8×0.8）=1.56根/m2。实际支护密度1.56根/m2大于理论支密度1.13根/m2，故支柱排距取0.8m，柱距取0.8m是可行的。注：上式中： H：最大采高（m）； Y岩石容重（tm3）； a煤层平均倾角（度）；KgKa：单体支柱阻力影响系数； T1单体支柱安全载荷。 根据相邻矿井的矿压观测资料：表5-5-1名称观测结果名称观测结果初次来压步距1012m周期来压步距712m支柱平均载荷12.9MPa顶板来压时峰值压力172.35KNm2来压支柱最大载荷值MPa支柱最大压缩量mm来压支柱平均载荷值 MPa支柱平均压缩量mm有效支护密度1.56根m2K11单体增阻系数0.85K12单体不均匀系数0.9K13单体操作减弱系数0.9三、正常工作时期顶板支护方式1.工作面采用单体液压支柱配合（1000mm×80mm×67mm）木板托顶、支柱排距0.8 m（±0.08m）、柱距0.8m(±0.08 m)，最大控顶距3.5m，最小控顶距2.7m，放顶步距0.8m，支柱迎山角度3°5°。2.正规回采时的特殊支护：切顶密集、丛柱：工作面切顶密集采用单体支设，切顶排每柱空支设一根单体，每3-5m隔空不支设；使用丛柱（3根一窝含其余支柱），沿工作面倾斜58m一窝沿工作面设置于第四排，设柱窝；走向关矸密集：沿工作面倾斜每2025m设置一道关矸密集，采用木支柱支护，即每空加设2根；沿工作面斜长每5-8m加打单体走向密集于3、4排。3.回柱点下方30m范围禁止有人工作或逗留。4.工作面遇顶板来压或地质构造应力集中区，支柱柱距可适当缩小，并加强工作面单体液压支柱初撑力与工作阻力测定，对达不到要求的及时补液，确保有足够的支撑强度。5.遇顶板破碎或厚煤区时，则采取用大竹笆加小竹笆配板子背护顶板。6.根据现场实际加打斜撑支柱等特殊支护。顶板控制说明表：表5-5-2项 目规 定项 目规 定顶板岩性类别中等稳定放顶步距0.9m顶板控制方法全部垮落法初次来压步距控顶方式单体液压支柱：45排（见五回一）周期来压步距最大控顶距3.5m（单体液压支柱支护）回柱方法人工卸载结合手动葫芦或回柱机回撤最小控顶距2.7m（单体液压支柱支护）支柱型号DW08-300/100XDW10-300/100XDW12-300/100X DW25-100/100X DW16-100/100X机巷下口超前排4.3m（单体支柱支护）铰梁型号HDJB-800/420四、 风巷、腰巷、机巷端头及超前支护1、回采工作面端头支护工作面端头支护形式：工作面上下分段端头10m范围内采用单体支柱配合67mm木板托顶支护端头，支柱柱距调整为0.7m。2、回采工作面风、腰、机巷超前支护采用单体支柱配11#工字钢设托梁顶子加固风巷、腰巷，支柱间距1.0m，煤壁至切顶排采取单排支护，距煤壁20m内设双排超前支护。超前支护单体设防倒绳。采用单体支柱配“”型顶梁或铰梁设置走向加固超前支护机巷，加固超前煤壁前方20m，距煤壁20m内设双排。机巷回柱机位置托梁顶子支设采用单体支柱配合，确保回柱机距帮和人行侧宽度符合操作规程规定。工作面直接采穿三巷，采用切顶密集将工作面与采空区隔离。五、 采场支护及安全出口规定表5-5-3项 目规 定项 目规 定柱 距单体：0.8m(±80mm)上中下出口高度不小于0.65m排 距单体：0.8m(±80mm)上中下出口宽度2.7m-3.5m（下出口5.1m-6.0m）支护形式单体液压支柱配67mm木板三巷超前支护20