建立在支架工作阻力构成分析基础上的顶板结构分析估算法.xls

综放工作面 一一综综放放面面前前部部可可弯弯曲曲刮刮板板输输送送机机 A机机0.4Q刮刮16330/（（1.41.05）） Q刮1500 A机2.16 综综放放面面后后部部可可弯弯曲曲刮刮板板输输送送机机 A放放0.4Q刮刮16330/2 Q刮1500 A机1.58 A采采A机机A放放 A采3.74 综综采采面面可可弯弯曲曲刮刮板板输输送送机机 A机机0.4Q刮刮16330/（（1.21.05）） Q刮2000 A机3.35 二二大大巷巷运运输输能能力力（（无无采采区区煤煤仓仓）） A运运0.4Q胶胶16330/（（1.21.051.1）） Q胶1800 A机2.74 大大巷巷运运输输能能力力（（有有采采区区煤煤仓仓）） A运运0.4Q胶胶16330/1.2 Q胶1800 A机3.17 一般综采工作面生产能力 Q＝330LBNMrC 7煤 年工作日 ，d 工作面长 度 采煤机有 效截深 日循环数采高 煤的实体 容重 综采工作 面回采率 QLBNMrC 20.973301700.660.771.390.97 年进尺 1188 7煤 年工作日 ，d 工作面长 度 采煤机有 效截深 日循环数采高 煤的实体 容重 综采工作 面回采率 QLBNMrC 67.263301700.662.471.390.97 年进尺 1188 综放工作面年生产能力 Q＝330LBNr（MCmc）K 正规循环率0.8 13煤层 年工作日 ，d 工作面长 度 采煤机有 效截深 日循环数采高 煤的实体 容重 顶煤厚度 Q（万t）LBNMrm 164.623301700.662.61.46.01 年进尺 950.4 中厚煤层0.95 厚煤层0.93 薄煤层0.97 中厚煤层0.95 厚煤层0.93钻2 薄煤层0.97探煤资料 钻一钻二间距22.29 7煤0.991.12.85 9煤2.470.99 13煤8.338.952.18 0.92 2.19 7.71 合计39.13 采高放煤高 平均煤厚8.612.606.018.61 综采工作 面回采率 放煤回采 率 中厚煤层0.95 Cc厚煤层0.93 0.950.8 薄煤层0.97 钻1 5.818.95 6.667.71 2.19 0.92 2.18 0.5 2.85 33.06 12.4758.36 采采煤煤机机应应具具有有的的生生产产能能力力 QhQy fb／／[ D （（N-M）） t K ] Qh工作面设备所需最小生产能力，t/h； Qy要求的工作面年产量，21煤综采工作面1.820106 t/a； 9000000 D 年生产天数， 330d； 330330 f 能力富裕系数，1.2 1.31.2 b机采煤厚占总煤厚的百分比，30 煤厚 割煤厚 0.3019748.612.6 N 日作业班数，班； 44 M 每日检修班数，1班； 11 t 每班工作时数，8h； 66 K 开机率， 0.40.4 Qh148.700.00 采采煤煤机机牵牵引引速速度度 Vc Qh/（（60BHγC））采采煤煤机机牵牵引引速速度度校校验验 Vc采煤机平均截割牵引速度，m/min工作面长度170 开切眼长度m30 Qh采煤机可实现的生产能力，900682 t/h进回刀时间min45 148.700.00煤机速度1.20 H平均采高，首采区21煤工作面平均4.00m每班循环个数2.2 2.64.38截深0.6 B截深， 0.6m每个循环进尺1.20 0.80.8日进尺（3班） 3.60 γ煤的容重，1.41t/m3 1.41.27 C工作面回采率， 0.93 0.930.93 Vc0.920.00 采采煤煤机机装装机机功功率率 PQHw P装机功率，kW Q采煤机生产率 148.700.00 Hw比能耗，一般0.6～0.7，取0.7 0.70.7 P104.090.00 采采煤煤机机牵牵引引速速度度校校验验 工工作作面面可可弯弯曲曲刮刮板板输输送送机机、、转转载载机机、、破破碎碎机机转转载载机机（（）） QcKcKmKyQmQzQyf/[DN-M tK] Qc刮板输送机应具有的运输能力，t/hQy Kc采煤机截割速度不均衡系数，1.1D 1.11.1 Qm采煤机平均落煤能力，工作面t/hf 148.700.00 Km采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，1.08N 1.081.08 Ky运输方向及倾角系数，1.0M 1.11 t Qc194.320560取值450 K 后后部部运运输输机机运运输输能能力力 QhQy f（（1-b））／／[ D （（N-M）） t K ] Qz Qh工作面设备所需最小生产能力，t/h； 转转载载机机（（2 2））后后部部 Qy工作面生产能力 900000Qz（（0.6-0.8））*（（Q前前Q后后）） D 年生产天数， 330d； 330330 f 能力富裕系数，1.2Q前 1.4Q后 b机采煤厚占总煤厚的百分比，30 系数 0.3Qz N 日作业班数，班； 4 M 每日检修班数，1班； 1 t 每班工作时数，8h； 6 K 开机率， 0.4 Qh371.21取值450 工作面生产能力 900000 年生产天数， 330d； 330330 能力富裕系数，1.2 1.2 日作业班数，班； 4 每日检修班数，1班； 1 每班工作时数，8h； 6 开机率， 0.4 454.55 理论能力 实际能力 450194 450371 0.60.8 540452 转转载载机机（（）） QzQyf/[DN-M tK] 转转载载机机（（2 2））后后部部 Qz（（0.6-0.8））*（（Q前前Q后后）） 支支架架支支护护强强度度按浅层地压理论公式 1、按经验公式 则开采42号煤层时，冒落带和裂隙带高度 为 P（（6～～8）） mγ9.810-3中硬岩石 6～8H Hm Hli 50.31～61.51m； 坚硬岩石 9～11 倍数8P HrK m采高P 2.6H浅层地压出现的最大深度 50.31 γ顶板岩石容重t/m3加权顶板容重厚度比重r岩石容重 顶煤6.011.42.5 2.052.05顶岩11.212.4K内摩擦系数、时间因子、岩性因子系数 0.7 p0.42p0.86 支支架架支支护护强强度度 2、建立在支架工作阻力构成分析基础上的顶板结构分析估算法 该方法的理论基础是支架工作阻力承受直接定和顶煤的载荷，并平衡基本顶失稳对支架的动载，支护强度计算公式为 qKd（（qdqc））/106 qd γdh qc γcMC h0.8M/Kp-1 0.63q工作面支架所需支护强度，MPa煤层平均厚 1.3 Kd基本顶失稳是的动载系数。一般取1.1-1.8采高 405014.40qd直接顶自重应力，N 23520.00γd直接顶岩层容重，N/m3 岩石容重t/m3 17.22h直接顶垮落充填高度，m 82457.20qc支架上方顶煤自重应力，N 13720.00γc煤层容重，N/m3 煤层容重t/m3 6.01MC支架上方顶煤高度，m 8.61M煤层一次采出高度，m 1.40Kp直接顶垮落碎胀系数，一般取1.25-1.5 3、工作阻力 Pqz（（LkLD））B 103 3916P支架工作阻力，KN 0.63qz支护强度，MPa 0.37Lk控顶距，m 3.75LD支架顶梁长度，m 1.50B B支架宽度，m 按支撑冒落带岩层的重量 P9.8 γ∑∑hcosαk10-3 γ顶板岩石容重t/m3 2.05M8.61 采高 ∑h冒落带岩石高度∑hM/K-1K1.40碎胀系数 21.525 α煤层倾角 24 k安全系数 1.8 p0.714396.664569 埋藏深度105.83 ZK1505 146.69 ZK2307 按统计类比法计算工作阻力 Pmax19392.1H471f155/Md159.90～340.27m Pmax支架工作阻力，kN H煤层埋深，取400～600m；250340 170.39～338.75m f煤的硬度系数，f 2；1.52 Md顶煤厚度，取9m。6.0110.85 Pmax31963609 按动载系数1.51.4 Pmax4794.43650531.5 支架间距 Pmax5593.55895.21.75 支架数量计算 工作面长 度（净煤 柱） 角度平距支架中心距 正常支架 数量 端头支架 数量 顺槽宽度 15625141.381.510265 实际支护长度 162 平距斜长煤层倾角 124.196 137.0351225 122.196 134.8283725 Hm 14.62 Hli35.6946.89 H Hm Hli 61.5150.3161.51 2.5 0.7 1.05 8.61 2.6 2.4 1.4 按浅层地压理论公式 则开采42号煤层时，冒落带和裂隙带高度 为 H Hm Hli 50.31～61.51m； 浅层地压出现的最大深度 岩石容重 内摩擦系数、时间因子、岩性因子系数 2、建立在支架工作阻力构成分析基础上的顶板结构分析估算法 该方法的理论基础是支架工作阻力承受直接定和顶煤的载荷，并平衡基本顶失稳对支架的动载，支护强度计算公式为