第4章煤矿开采设计盘区布置及装备

第四章盘区布置及装备
第一节采煤方法
一、采煤方式的选择
采煤方式的选择，应依照煤层赋存情形、开采技术条件、地面爱惜要求、设备供给状况和平安、产量、效率、本钱和煤的回收率等诸多因素，综合考虑后确信。

本井田具有以下特点：
(1) 井田地质构造简单，煤层赋存平缓，整体为一同沉积构造，两翼倾角转变不大，一样在1～3°之间。

井田内无岩浆活动，也未发觉大的断裂构造。

(2) 井田含可采煤层4层（自上而下编号为3-2、3-3、4-1、4-2煤层），其中主采煤层为4-2煤层。

3-2煤层可采区厚度为～，平均；3-3煤层可采区厚度为～，平均；4-1煤层可采区厚度为～，平均；4-2煤层可采区厚度为～，平均。

矿井初期开采范围内只有4-2煤层。

(3) 4-2煤层大体顶板为小街砂岩，厚度一样为15～20m，岩性以中细粒砂岩为主，属较稳性顶板；直接顶板为泥岩，局部地段变薄为零，属不稳固性顶板；4-2煤层底板多以泥岩、炭质泥岩、粉砂岩为主，属稳固性差至较稳固底板。

井田内各煤层瓦斯含量低，瓦斯分带属N2带。

各煤层具有煤尘爆炸性危险。

井田为地温正常区，无地热危害。

(4) 本井田煤层埋深较大，4-2煤层最大埋深，最小埋深，一样埋深为510～730m。

(5) 本井田地面人员稀少，仅零星人员居住，衡宇简陋，因此设计按搬迁或采后维修、补偿考虑。

另外，煤层开采后对从本井田地表穿过的铜川矿务局玉华煤矿供水管道阻碍不大。

(6) 矿井为现代化大型矿井，生产能力大。

依照上述特点，设计以为适合本井田4-2煤层的采煤方式有两种：综采放顶煤采煤法和厚煤层分层人工假顶采煤法。

1. 综采放顶煤采煤法
(1) 综采放顶煤采煤法优缺点分析
综采放顶煤采煤法是一种最近几年来迅速进展和推行的特厚煤层采煤技术。

它是在特厚煤层的底部布置回采工作面，除采纳滚筒式采煤机正常割煤外，还利用矿山压力或辅以人工松动方式使工作面上方顶煤破碎，并随着工作面的推动，顶煤依托自重从液压支架的上方或后方放出。

在条件适宜，方法得那时，综采放顶煤采煤法有如下优势：
①综采放顶煤采煤法是比较容易实现高产高效的特厚煤层采煤方式。

②综采放顶煤采煤法巷道掘进率低，与分层开采相较，巷道万吨掘进率低50～70%。

巷道保护条件有所改善，保护费用也相应降低。

③工作面搬家次数相对减少。

综采放顶煤工作面每生产百万吨煤的工作面搬家次数比分层开采减少50%以上，这将明显提高设备的有效利用率，提高单套设备的年产量，减少搬家费用，减青年产百万吨煤的设备占有率。

④占放顶煤工作面煤量一半以上的顶煤大体是利用矿压破煤，依托自重放煤，因此综采放顶煤采煤法是一种动力消耗最小的采煤方式。

它比分
层开采吨煤可节省电·h。

⑤与分层开采相较，综采放顶煤采煤法金属网消耗、坑木消耗、截齿消耗、油脂消耗、巷道支护材料消耗和其它消耗大大减少。

⑥与分层开采相较，综采放顶煤采煤法吨煤本钱明显降低，只要技术方法适当，降低本钱10%是完全能够做到的。

⑦综采放顶煤工作面的顶煤是利用矿压破碎的，工作面粒径大于25mm 的块煤明显增多，经济效益比较明显。

⑧综采放顶煤采煤法比分层开采对地质构造较复杂、厚度转变较大煤层的开采，具有更大的灵活性和适应性。

但综采放顶煤采煤法也存在一些比较严峻的不足，要紧有：
①工作面放煤时，一部份煤将不可幸免地丢失在采空区；一部份煤和矸石混杂，放煤时不可幸免地会将矸石放出。

当顶煤放到必然程度后，继续放煤，那么含矸率会急剧增加；不继续放煤，那么煤炭损失多。

从理论上讲，放顶煤开采的工作面回收率比分层开采减少约5～10%。

如储量治理不严，放煤参数及放煤工艺不合理，回收率将更低。

②在采空区丢失的煤炭增加，引发采空区煤炭自燃的危险就更大。

③工作面产量增加，瓦斯绝对涌出量和风流中瓦斯含量都可能增加；煤尘的相对含量也会增加。

(2) 4-2煤层冒放性评述
放顶煤采煤法主若是利用矿山压力破碎顶煤，因此对顶煤的冒放性及赋存条件有必然的要求。

阻碍顶煤冒放性的自然因素要紧有开采深度、煤层厚度、煤层结构、夹矸层数多少及硬度和厚度、煤层顶板岩性及其厚度、
大体顶岩性及其厚度、煤体裂隙发育程度、煤岩层交壤面地质结构整合程度等。

由于缺少相关资料，下面仅对首采4-2煤层的冒放性进行定性分析。

①开采深度的阻碍
当开采深度＜100m时，顶煤冒放性差；当开采深度＞400m时，开采深度对顶煤的冒放性阻碍程度减弱。

总的趋势是顶煤冒放性随开采深度增加而增强，开采深度＞400m时，顶煤是易于冒落的。

本井田4-2煤层埋深～，一样埋深为510～730m，因此从开采深度看，顶煤易于冒落。

②煤层厚度和煤的硬度的阻碍
一样来讲，过厚的顶煤其上部难以达到充分松动，国内外放顶煤工作面的实测资料和有关科研院所实验结果都证明顶煤冒放性随煤层厚度的增大而减弱，同时证明放顶煤开采的最大临界煤层厚度为～。

依照国内对放顶煤开采工作面的实测统计研究功效，说明煤层强度是阻碍顶煤冒放性的关键因素。

软煤层为柱状冒落，椭球体放出，顶煤跨落角88°，放出率%；中硬煤层为半圆拱式冒落，椭柱体放出，顶煤跨落角67°，放出率%；硬煤层为拱桥式冒落，抛物体放出，顶煤跨落角55°，放出率仅为%。

依照顶煤的强度与破坏关系的理论计算，一样情形下，当煤的强度值Rc＞20Mpa时，顶煤的破坏程度降低，其冒落性渐差。

本井田4-2煤层可采区厚度为～，平均，4-2煤层强度值Rc=，因此从煤层厚度和煤的硬度看，顶煤冒放性较好。

③顶煤节理裂隙对冒放性的阻碍
顶煤节理裂隙发育程度直接阻碍到顶煤的冒放性，节理裂隙发育的煤层，顶煤在支承压力的作用下易于破碎，节理裂隙越发育，顶煤的冒放性就越好，就越易于放出。

本井田4-2煤层水平层理及外生裂隙较发育，裂隙常被黄铁矿、方解石充填，因此从顶煤节理裂隙发育程度看，顶煤冒放性较好。

④煤层夹矸对顶煤冒放性的阻碍
若是煤层中，专门是顶煤中存在厚而坚硬的夹矸，将会严峻阻碍顶煤的冒放性。

一方面，夹矸在顶煤中形成“骨架”，使顶煤不易跨落；另一方面，即便顶煤跨落，夹矸形成大块，阻碍顶煤冒放进程中的流动性，易堵口使顶煤无法放出。

因此，夹矸的存在，专门是厚而坚硬的夹矸，对放顶煤开采很不利。

本井田4-2煤层含夹矸1～2层，个别地段2～4层，夹矸总厚～，岩性以炭质泥岩和泥岩为主，少量的粉砂岩，因此从煤层夹矸情形看，对顶煤的冒放性阻碍不大。

⑤顶板对顶煤冒放性的阻碍
阻碍煤层冒放性的煤层顶板包括直接顶和大体顶两部份。

直接顶对顶煤压裂无直接阻碍，但直接顶能够随采随冒，能充满采空区，以防大体顶冲击来压，并促使顶煤放出。

因此直接顶具有必然的厚度是放顶煤开采顶煤破碎冒掉队顺利放出的大体条件，不然无益于顶煤的回收。

不管从矿压角度仍是从顶煤采出率考虑，直接顶的最小厚度应能够充满采出煤后形成的空间。

另外，依照国内一些矿井的生产实践体会，在放顶煤开采进程中，有一部份大体顶随直接顶一路冒落而充满采出煤后形成的空间。

本井田4-2煤层大体顶板为小街砂岩，厚度一样为15～20m，散布稳固，岩性以中细粒砂岩为主，单轴饱和抗压强度；直接顶板厚度一样为1～9m，部份地段变薄为零，岩性为泥岩，单轴饱和抗压强度。

因此从煤层顶板看，大部份地段对顶煤的冒放性有利，直接顶较薄乃至变薄为零的局部地段，对顶煤的冒放性不利。

综上分析，设计以为本井田4-2煤层顶煤冒放性好，适合采纳综采放顶煤开采。

固然，阻碍顶煤冒放性的因素还有很多，如支架的选型、采放比的确信等等。

设计建议业主委托有关科研单位对本井田4-2煤层的冒放性进行专题研究，对其冒放性作出合理评判。

临近焦坪矿区的玉华矿井、柴家沟矿井开采条件与本矿井相近，上述两个矿井采纳综采放顶煤开采，成效尚好，目前1个综采放顶煤工作面生产能力已达到a，因此本矿井采纳综采放顶煤开采是可行的。

2. 厚煤层分层人工假顶采煤法
厚煤层分层人工假顶采煤法是将厚煤层分成假设干层，采上分层时要为下分层铺设人工假顶，这是一种适用于煤层顶板中等冒落，直接顶具有必然厚度的缓倾斜及倾斜厚煤层采煤法。

厚煤层分层人工假顶采煤法要紧优势是煤炭回收率高，采空区丢煤少，含矸率低。

要紧缺点是铺设人工假顶工作量大、用人多、工艺复杂、推动速度慢；下分层顶板为柔性金属网或塑料网隔离体，回采进程中易发生兜网、漏矸等问题；下分层顶板及巷道保护困难；巷道掘进率高；生产本钱高。

我国自1974年在开滦矿务局唐山矿实验成功缓倾斜厚煤层分层下行垮落金属网假顶采煤法以后，通过二十年的尽力，分层开采有了进一步的进展。

同煤集团燕子山矿、平煤集团六矿、铁法晓南矿和晋城古书院矿是应用分层综采比较早、技术成熟、产量高、效益好的矿井。

依照有关资料统计，国内分层开采工作面单产已达到a以上。

3. 采煤方式选择
最近几年来随着综采放顶煤开采的推行，分层开采的比例呈逐年下降趋势，在高产高效矿井中，综采放顶煤开采在缓倾斜厚煤层中已占优势，兖州的东滩矿、兴隆庄矿、晋城的古书院矿在投产初期多是采纳分层开采，进入二十世纪九十年代，陆续依照自身的地质条件因地制宜地将分层开采改成综采放顶煤开采，提高了工作面单产水平，制造了良好的经济效益和社会效益。

一样以为在有条件采纳放顶煤开采的情形下，尽可能不采纳分层开采。

综上，设计以为本矿井首采的4-2煤层不宜采纳厚煤层分层人工假顶采
煤法，适合采纳综采放顶煤采煤法。

其余的3-2、3-3、4-1煤层适合采纳薄及中厚煤层单一走向和倾斜长壁综合机械化采煤法。

顶板治理方式为全数垮落法治理顶板。

二、工作面参数确信
1．工作面长度
工作面长度是决定其产量和效率的要紧因素之一，适当加大工作面长度，不仅能够减少工作面预备和回采的工程量，提高回采率，而且能够减少工作面端头进刀等辅助作业时刻，有利于提高工作面产量和效率。

同时，工作面长度与地质条件、开采技术条件、采煤设备能力、刮板输送机铺设长度、技术水平、治理水平等因素有关，因此，合理的综采放顶煤工作面长度必需在地质条件许诺的前提下综合考虑，合理选择。

综采放顶煤工作面长度一样要小于单一长壁工作面长度，工作面太短，辅助工时相对增加；工作面太长，设备故障率增加。

我国综采放顶煤工作面长度一样在120～200m左右，部份矿井工作面长度加大到250m。

设计依照矿井的生产能力，并结合本井田4-2煤层赋存稳固、地质构造简单、开采技术条件优越、工作面布置受地质条件限制少的特点，确信综采放顶煤工作面长度为180m。

2. 工作面推动长度
随着工作面单产的提高，工作面推动长度相应加速，为减少工作面搬家次数，提高工作面持续推动长度，最近几年来工作面推动长度不断增加，由初期放顶煤工作面推动长度不超过1000m进展到了1500～2000m。

加长工作面推动长度能够加大工作面可采煤量，增加工作面持续生产时刻，有利于工作面产量、工效和回采率的提高，但工作面推动长度过大会带来回采巷道的掘进、保护和采区运输、防灭火等方面的困难。

据调查，在目前技术条件下，综采放顶煤工作面推动长度以1500～2000m为宜。

但工作面推动长度的确信还应考虑井田采区（盘区）的合理划分及地质条件的许诺情
形。

本井田4-2煤层赋存稳固，地质构造简单，开采技术条件优越，工作面推动长度受地质条件限制少，具有加长工作面推动长度的资源条件。

为了减少工作面搬家次数，提高工作面产量和效率，并结合井田开拓布局方式，设计确信综采放顶煤工作面推动长度为650～2700m。

首采工作面推动长度约1100m。

3．工作面采高
本井田4-2煤层可采区厚度为～，平均，首采工作面4-2煤层平均厚度。

工作面采高随煤层厚度转变而转变，首采工作面平均采高为。

三、回采工艺
1. 工艺参数
⑴采煤机割煤高度和采放比
放顶煤工作面的出煤量由采煤机割煤和放顶煤两部份组成。

增大采煤机割煤高度，能够增加工作面割煤量，使采放比减小，有利于顶煤的冒落和回收，但随着割煤高度的加大，矿山压力显现加重，要求的支护强度、支架吨位和重量也明显加大，使工作面搬家和拆装难度加大，支架的稳固性也变差，煤壁的片帮量也明显增加，使漏顶、冒顶事故增多，加大了工作面支护治理难度，阻碍工作面生产；同时，随着割煤高度的增加，顶煤放煤量减少，加大了采煤能耗，提高了生产本钱。

因此，确信合理的采煤机割煤高度和采放比是放顶煤开采实现高产高效的重要前提条件。

确信采煤机割煤高度应考虑以下因素：
①有利于提高工作面产量
依照1986年对国内151个综采面的统计资料分析，合理的割煤高度应为～，最正确割煤高度为～。

②应能知足工作面通风要求
Hg≥Q f/（Bz·V fmax·φ）
式中：Hg—采煤机割煤高度，m；
Q f—工作面供风量，m3/s；
Bz—液压支架最小长度，m；
V fmax—工作面最大风速，m/s；
φ—工作面过风断面系数。

由于放顶煤工作面出煤点多，工作面粉尘浓度高于一般综采面，因此放顶煤工作面的风速不宜太高，以避免给粉尘防治带来不利，一样V fmax应操纵在～s以下，放顶煤工作面按20m3/s供风，液压支架最小长度，过风断面系数一样为～，设计按估算。

那么工作面割煤高度应为～。

③使工作面具有合理的工作空间
放顶煤开采要求工作面具有足够的工作空间，以使顶煤能够顺利放出。

高产综采放顶煤工作面产量高，放煤量大，要求后部刮板输送性能力较大，其设备尺寸也相应增加，因此要求液压支架后部具有较大的空间，以利于放顶煤。

依照国内潞安、阳泉、兖州等局的体会，当后部刮板输送机溜槽宽度为630mm、730mm、740mm、830mm、900mm或1000mm时，支架的正常工作高度一样在以上，以～为较多。

依照综采放顶煤设备条件，采煤机割煤高度以～为宜。

综合以上三个因素，设计确信采煤机割煤高度为，采放比平均为1：，最大为1：。

首采工作面采煤机割煤高度为。

(2) 放煤步距和采煤机截深
①放煤步距
放煤步距确实是同一支架相邻两次放落顶煤的距离距离。

放煤步距是阻碍工作面回采率和含矸率的重要因素，放煤步距过大或过小都将造成回采率的下降和含矸率的提高。

依照放煤椭球体理论，合理的放煤步距应该与顶煤放落椭球体短轴半径和放顶煤高度相匹配，使顶部矸石和采空区矸石同时抵达放煤口，达到丢煤最少，含矸率最低。

实践证明，放煤步距太
大时，顶煤上部矸石将先于采空区矸石抵达放煤口，脊背煤损失大；放煤步距过小时，采空区方向的矸石将先于上部顶煤抵达放煤口，使得上面一部份顶煤被关在放煤口之外，无益于顶煤的回收，只有合理的放煤步距才能取得较高的回收率而含矸率最低。

采煤实践和测试研究证明，放煤步距大于或大体等于支架放煤口沿工作面推动方向（放煤口沿支架纵向）水平投影长度，至少使第二次放煤时放煤口上方全数为煤时，顶煤回收率最高，含矸率最低。

放煤步距可用下面的体会公式估算：
d=×h f=×=（m）
式中：d—放煤步距，m；
h f—放煤高度，m。

综上，设计确信综采放顶煤工作面放煤步距为。

②采煤机截深
工作面采煤机的截深应与放煤步距相匹配，在确信放煤步距为的前提下，设计确信采煤机截深为。

即工作面采纳“一采一放”的放煤方式。

2. 回采工艺
工作面要紧作业工序为：采煤机由机头斜切进刀→移端头支架和过渡支架→移端头刮板输送机→采煤机反向割机头煤→采煤机反向空驶→采煤机割第一刀煤→移架→推前部刮板输送机→放煤→拉后部刮板输送机→采煤机由机尾斜切进刀进行下一个循环。

(1) 割煤方式
采煤机在工作面的进刀方式，将直接阻碍工作面的工时利用和采煤机效能的发挥。

依照我国综采工作面的实际情形，设计采纳端部斜切进刀方式，其工艺见图4-1-1。

双向割煤具有辅助工序少，采煤速度快，工序紧凑，工时利用率高及生产能力大的特点，因此，结合本矿井具体条件，设计工作面采纳双向割煤方式。

图4-1-1 采煤机端部斜切进刀示用意
(2) 移架
工作面实行追机作业，顺序移架。

移架滞后采煤机5m左右进行。

移架
时，先收护帮板，同时降立柱，操作移架千斤顶，以前溜为支点向前移架。

移动一个步距后，当即升柱，打出护帮板。

(3) 放顶煤
目前放顶煤工作面普遍采纳的放煤方式有三种：单轮顺序放煤、多轮放煤、单轮距离放煤。

单轮顺序放煤是将工作面支架依次按顺序排列编号，从第1架起放煤至最后一架终止。

该放煤方式简单易行，可是由于前一已放煤支架上部的矸石易串入下一支架放煤口，使顶煤过早的混入矸石，假设实行“见矸关门”的原那么，那么煤炭损失太大，不然矸石混入量大，阻碍煤质。

多轮顺序放煤和多轮距离放煤统称多轮放煤。

采纳多轮放煤的目的是通过小量多次放煤，使顶部煤岩原始分界依照每次放出的煤量分段均匀下沉，提高顶煤回收率，减少煤的损失。

可是事实上由于顶煤放落进程中椭球体漏斗的形成很复杂，在放煤的同时，椭球体漏斗周围的煤岩混杂体随多轮放煤进程的进行同时也混入松散的顶煤中，另外每次每架的放煤量很难做到相同，加上沿工作面煤层厚度、坡度等也有所转变，事实上各放煤口很难做到均匀下沉，反而形成高低不平，使顶煤丢失更多。

放煤次数越多，矸石混入越多，在“见矸关门”的原那么下，顶煤的丢失也就更多。

另外，多轮放煤方式放煤次数多，放煤进程中其它一些辅助操作占历时刻增多，放煤时刻长。

单轮距离放煤就顶煤丢失而言是煤损最小的，混矸少，是颇受生产矿井欢迎的一种放煤方式，它也成为我国高产高效综采放顶煤工作面普遍采纳的要紧放煤方式。

多口放煤有利于工作面实现高产高效，依照统计，日产万吨的高产高效综采放顶煤工作面要知足割煤速度、工作面推动速度的要求，同时放煤口不宜少于2个，部份生产矿井采纳“双人双口”或“三人三口”平行作业，同时放煤，成效好，不仅提高了顶煤放出率，又实现
了多架同时放煤。

就生产实际情形分析，单轮距离放煤成效最好，简单易行，脊背煤损最小。

综上分析，并结合本矿井的具体条件，设计确信采纳单轮距离放煤方式。

(4) 推、拉溜
推前溜：在采煤机割煤、移架后推前溜。

推前溜滞后采煤机20～25m
左右进行，推溜时以支架为支点操作手把，并应保证至少有2～3个推溜千斤顶同时动作。

拉后溜：在放煤后进行。

四、工作面要紧设备选型
本矿井为现代化大型矿井，工作面生产能力大，生产高度集中，因此工作面设备必需选择性能先进、稳固靠得住的设备。

工作面设备选型要紧考虑以下原那么：
(1) 技术先进、操作简单、维修方便、运行靠得住、生产能力大。

(2) 各设备间彼此适应、能力匹配、运输畅通，不显现“卡脖子”现象。

(一) 工作面设备应具有的大体性能
依照工作面年产a，日产4545t的生产能力，工作面设备应具有以下一些大体性能。

1. 采煤机
(1) 采煤机割煤速度
工作面采纳双向割煤、端头斜切进刀的工作方式。

工作面割煤高度为，放煤高度平均为，底煤回收率取95%，顶煤回收率取80%，那么工作面平均回采率为%。

工作面采纳“一采一放”的放煤方式，采煤机截深和放煤步距均为。

工作面循环产量为：
Q1=B·H·L·C·γ= ××180×%× = 1133（t）
式中：Q1—工作面循环产量，t；
B—采煤机截深，m；
H—工作面煤层平均厚度，m；
L—工作面长度，m；
C—工作面回采率；
γ—煤的容重，t/m3。

为知足工作面日生产能力的要求，工作面日循环个数为：n=Q/Q1 = 4545/1133 = 4（个）
式中：n—工作面日循环个数，个；
Q—工作面日生产能力，t。

采煤机平均割煤速度：
Vc=[L+Ls+(L-Ls-2Lm)/K1]/(60Tt·K/n-2Td)
=[180+25+(180-25-2×10)/2]/(60×18×4-2×2)
= (m/min)
式中：Vc—采煤机平均割煤速度，m/min；
Ls—刮板输送机弯曲段长度，取25m；
Lm—采煤机两滚筒中心距，取10m；
K1—采煤机空刀速度与平均割煤速度比，取2；
Tt—工作面日生产时刻，“四·六制”为18h；
K—采煤机开机率，取55%；
Td—采煤机返向时刻，取2min。

采煤机最大割煤速度：
Vmax=Kc·Vc = ×= (m/min)
式中：Vmax—采煤机最大割煤速度，m/min；
Kc—采煤机割煤速度不均匀系数，取。

(2) 采煤机装机功率
采煤机装机功率取决于煤层硬度、采高、截深、割煤速度等。

设计依照能耗系数法估算采煤机装机功率，用下式估算：
N=60·B·Hg·Vmax·γ·Hw
=60××××× = 443 (kW)
式中：N —采煤机装机功率, kW；
Hg—采煤机割煤高度，m；
Hw—比能耗值，开采硬煤时一样取·h/t。

2. 前部输送机运输能力
Qm=60·B·Hg·Vc·γ=60×××× = 365 (t/h)
Qq≥Kc·Kh·Kv·Ky·Qm=×1×××365 = 673 (t/h)
式中：Qm—采煤机平均落煤能力, t/h；
Qq—前部输送机运输能力，t/h；
Kh—采煤机割煤高度不均匀系数，取；
Kv—采煤机与前部输送机同向运动的修正系数，取；
Ky—运输方向及倾角系数，取。

3. 后部输送机运输能力
后部输送机运输能力取决于工作面放煤能力，所选输送机运输能力应知足放煤能力要求。

采煤机割一刀煤所需时刻为：
Tg= (L+Ls)/Vc+(L+Ls-2Lm)/Vk +2Td
=(180+25)/+ (180+25-2×10)/+2×2 = (min)
式中：Tg—采煤机割一刀煤所需时刻，min；
与采煤机割煤速度匹配的放顶煤速度：
Vf=L/Tg =180/ = (m/min)
后部输送机运输能力为：
Qf=60·B·Hf·C＇·γ·Vf=60×××80%××
= 218 (t/h)
Qh≥Kf·Ky·Qf =××218 = 453 (t/h)
式中：Qf—平均放顶煤生产能力，t/h；
Qh—后部输送机运输能力，t/h；
Hf—放煤高度，m；
C＇—顶煤回收率；
Kf—放煤不均匀系数，取。

4. 转载机、破碎机及可伸缩胶带输送机运输能力
为了保证工作面采放平行作业，转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机运输能力应知足前、后部刮板输送机同时出煤的过煤能力。

运输能力为：Qs≥Qf+ Kh·K v·Qm+[( Kf-1)2·Qf2+( Kc-1)2·Qm2]1/2
= 218+1××365+[( 2×2182+( 2×3652]1/2
=784 (t/h)
式中：Qs—转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机运输能力，t/h。

5. 液压支架支护强度
依照对综采放顶煤工作面的现场观测和理论研究，综采放顶煤工作面的支护强度：
P≥(Pm+3·H·γ＇）×10=+3××）×10= (kN/m2）
式中：P—支护强度，kN/m2；
Pm—每平方米顶煤重量，4-2煤层可采区厚度为～，平均。

计算支架的支护强度时，按煤厚，其中采煤机割煤高度为3m，放顶煤厚度为考。