采矿学课程设计张翔.docx

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1、采矿学课程设计说明书(预备方式：采区布置 煤层倾角：16生产力量：150 万t /a)班级： 08 采矿-2 班姓名：学号：班级序号： 27 指导教师：完成时间：2023 年 12 月 31 日张翔 21080059采矿学课程设计目录序论2第一章采区巷道布置4第一节 采区储量与效劳年限4其次节采区内的再划分5第三节确定采区内预备巷道布置及生产系统7第四节采区中部甩车场线路设计11其次章采煤工艺设计18第一节采煤工艺方式确实定18其次节工作面合理长度确实定22第三节采煤工作面循环作业图表的编制23小结25参考文献26- 10 -序论一、目的1、初步应用采矿学课程所学的学问，通过课程设计，加深对采

2、矿学课程的理解。2、培育采矿工程专业学生的动手力量，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进展初步熬炼。3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打根底。二、设计题目1、设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山某采(带)区自下而上开采 K1、K2 和 K3 煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。该采(带)区走向长度 3600 米，倾斜长度 1100 米，采(带)区内各煤层埋藏平稳，地质构造简洁，无断层，K1 和 K2 煤层属简洁构造煤层，硬度系数 f=2，各煤层瓦斯涌出量也较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。设计矿井的地面标高为+30 米，煤层露头为-30 米

3、。第一开采水平为该采(带)区效劳的一条运输大巷布置在K3 煤层底板下方25 米处的稳定岩层中，为满足该采(带)区生产系统所需的其余开拓巷道可依据采煤方法不同由设计者自行打算。2、设计题目的煤层倾角条件(1)设计题目的煤层倾角条件 1煤层倾角条件 1：煤层平均倾角为 12 (2)设计题目的煤层倾角条件 2煤层倾角条件 2：煤层平均倾角为 16三、课程设计内容1、采区或带区巷道布置设计；2、采区中部甩车场线路设计或带区下部平车场(绕道线路和装车站线路)线路设计；3、采煤工艺设计及编制循环图表设计采(带)区综合柱状图柱状厚度m岩 性 描 述8.60灰色泥质页岩，砂页岩互层8.40泥质细砂岩，碳质页岩

4、互层0.203.50碳质页岩，松软K1 煤层，=1.30t/m34.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80灰色砂质泥岩0.2-0.54.60K2 煤层薄层泥质细砂岩，稳定3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.50K3 煤层，煤质中硬，=1.30t/m3。3.50灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080Mpa。24.68灰色中、细砂岩互层四、进展方式学生按设计大纲要求，任选设计题目条件中的煤层倾角条件 1 或煤层倾角条件 2，综合应用采矿学所学学问，每个人独立完成一份课程设计。设计者之间可以争论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同争论解决。本课程设计要对设计方案进展技术分析与经济比较。第

5、一章采区巷道布置第一节区储量与效劳年限1、采区生产力量选定采区生产力量选定为 150 万 t/a 2、采区的工业储量、设计可采储量(1)采区的工业储量Zg=HL(m1+m3) (公式1-1)式中：Zg- 采区工业储量，万 t； H采区倾斜长度，1100m；L采区走向长度，3600m；- 煤的容重 ，1.30t/m3；m1- K1 煤层煤的厚度，为 3.50 米； m3- K3 煤层煤的厚度，为 2.50 米；Zg1=110036003.501.30=1801.8 万 t Zg2=110036000.351.30=180.18 万 t Zg3=110036002.501.30=1287 万 tZ

6、g= Zg1+ Zg2+ Zg3=3268.98 万 t/a (2)采区设计可采储量Zk=(Zg-P)C(公式1-2)式中： Zk- 采区设计可采储量, 万 t； Zg- 采区工业储量， 万 t；P- 采区煤柱损失量，万 t；C- 采区采出率，厚煤层可取 75%，中厚煤层取 80%，薄煤层 85%说明：采区煤柱包括区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及维护上山煤柱。由于 K1、K3 煤层都为中厚煤层，因此C 值取 0.8, K2 煤层是薄煤层，C 值取 0.85Pk1=349051.33.5423036001.33.51040151.33.528010401.33.5= 182.091

7、0 万 t Pk2=349051.30.35423036001.30.351040151.30.3528010401.30.35= 18.2091 万 t Pk3=349051.32.5423036001.32.51040151.32.528010401.32.5=130.0650 万Zk1=( Zg1-P1)C1=(1801.8-182.0910) 0.8=1295.7672 万 tZk2=( Zg2-P2)C2=(180.18-18.2091) 0.85=137.6753 万 tZk3=( Zg3-P3)C3=(1287-130.0650) 0.8= 925.5480 万 t Zk = Z

8、k1+Zk2+Zk3 = 2358.9905 万 t(3) 采区效劳年限T= Zk/(AK)(公式 1-3)式中：T采区效劳年限，a;A- 采区生产力量，万 t； ZK- 设计可采储量，万 t； K-储量备用系数，取 1.3。T1= Zk1/(AK)= 1295.7672/(1501.3)=6.64a T2= Zk2/(AK)= 137.6753/(1501.3)=0.71aT3= Zk3/(AK)=925.5480/(1501.3)=4.75a T = T1+T2+T3=12.1a,取 13a(4) 验算采区采出率采区采出率C=(Zg-P)/Zg(公式 1-4)式中： C 采区采出率，%Zg

9、 - 采区的工业储量，万 t P - 采区的煤柱损失量，万 tK1 煤层：C1=Zg1P1Zg1=(1801.8-182.0910)1801.8=89.89% 80% K2 煤层：C2=Zg2P2Zg2=(180.18-18.2091)180.18=89.89% 85% K3 煤层：C3=Zg3P3Zg3=(1287-130.0650)1287=89.89% 80%(符合国家对采区采出率的要求。)其次节 采区内的再划分1、确定工作面长度由条件知：该采区边界各有 15m 的边界煤柱，上部防水煤柱为 30m，下部留 30m 护巷煤柱，故剩余倾斜长度为：110060=1040m。采区划分为 5 个区

10、段， 采煤工艺选取较先进的综合机械化采煤。一般而言，综采工作面长度为 180 250m，巷道宽度为 4m4.5m,本采区选取 4.5m，采区生产力量为 150 万 t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，故工作面长度为： L=110060-454.5105=195m2、确定采区内区段数目回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推动，承受走向长壁法开采。工作面数目：N=(L-S )/(l+l )(公式 1-5)00式中：L煤层倾斜方向长度(m)；S采区边界煤柱宽度(m)；0l工作面长度(m)；l -回采巷道宽度，因承受综采，故 l00取 4.5(m)。N=(1100-302)/(195+2

11、4.5) =5.10 ，取 53、工作面生产力量工作面日生产力量：Qr = A(T1.1)公式 16式中： Qr 工作面生产力量，td A采区生产力量，ta T每年正常工作日，330dQr = A(T1.1)=1500000(3301.1) =4132.23 td4、确定采区内同采工作面数及工作面接替挨次生产力量为 150 万 t/a,且工作面生产力量为 4132.23td。目前开采预备系统的进展方向是高产高效生产集中化，承受提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为采区内一个工作面生产。工作面布置双翼布置图如以下图所示：K1 煤层K3 煤层11011102330133021103

12、110433033304110511063305330611071108330733081109111033093310工作面接替挨次：左右交替，左边开采，右边预备；采区内自上而下开采， 先采完上区段，后开采下区段；煤层间自上而下开采，先采K1 煤层后采 K3 煤层最终到达高产高效。工作面接替挨次如下表所示：11011102110311041105110611071108110911103301330233033304330533063307330833093310说明：以上箭头指向表示工作面接替挨次。第三节 确定采区内预备巷道布置及生产系统1、依据所选题目条件，完善开拓巷道为了削减煤柱损失提

13、高采出率，利于灭灾并提高经济效益，依据所给地质条件及采矿工程设计规划，在 K3煤层中上部边界开掘一条阶段回风大巷。第一开采水平为该采区效劳的一条运输大巷，布置在 K3煤层底板下方 25m 处的稳定岩层中。2、确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较 按采区上山数目、位置的不同提出两个方案：方案一：在 K3煤层中开掘一条轨道上山，在距 K3煤层 10m 处的底板岩层中开掘一条运输上山，即一煤一岩上山，如以下图所示方案二：在 K3煤层中开掘两条上山轨道上山与运输上山，即双煤上山，如以下图所示方案工程方案方案一方案二单价工程量费用万工程量费用万元岩石上山m 157810401.2=1248煤层上山m

14、128410401.2=12481.23.14煤仓(元/m3)144425/0.9245=1631.16923.500甩入石门(元/m)11520000合计380.6776320.4864(1)两种方案在经济上比较掘进费用表：元196.934400160.243210401.2320.48642=2496方案一方案二方案工程名称单价工程量费用万元工程量费用万元岩石上山m40.0000124816=1996879.87200.00000.0000维护费用表：179.712016359.424019.9680=399360.00000.00000.00000.00000.0000方案工程名称方案一

15、方案二单价工程量费用万工程量费用万煤仓(元/m3) 甩入石门(元/m)合计2.970.002496煤层上山m90.0000124816=19968煤仓(元/m3)80.000015616=2496甩入石门(元/m)80.00000.0000合计279.5520359.4240关心费用表：元元951.0031.202.970.000.00951.000.000.000.000.00费用总汇表：方案费用工程方案一方案二掘进费用380.6776320.4864维护费用279.552359.424关心费用2.970费用总计663.1996679.9104百分率100%103%说明：由于其它各项费用根本

16、一样，所以不进展比较。可得出双煤上山的费用是一煤一岩上山的 1.03 倍，在费用上多出 3%，即一煤一岩上山在经济上比较占优势。2 两种方案在技术上比较方案工程1、掘进工程量第一方案一煤一岩上山方案工程量大比其次其次方案双煤上山方案工程量小5、巷道维护一条煤层上山，维护工程量较大，费用较高煤层上山可以回收复用维护工程量大，维护费用高6、支架回收可以回收，可以复用7、工程期岩石上山掘进速 双煤上山掘进快，度慢，工程期较长投产快采区方案技术比较表2、工程难度方案多掘石门困难较简洁3、通风距离4、治理环节较长 每区段增加了通风距离多短少当承受双煤上山布置时，由于最下部的 K3 煤层为维护条件较好的中

17、厚煤层， 煤质中硬，且顶部为稳定的灰色细砂岩，所以上山布置在 K3 煤层中，维护相对简洁，且上山掘进速度快，可实现早投产。假设承受一煤一岩上山布置，虽运输上山为岩巷，较简洁维护，但其掘进速度慢，不利于早投产，且工作量大。而且两个方案的总费用根本一样。综合经济和技术比较，最终打算将采区上山布置在 K 煤层中，即承受双煤上3山，两条上山间距为 20m，上山两侧各留 30m 的保护煤柱。3、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推动终点位置依据煤层储存条件可知，K1 煤层厚 3.5m，K3 煤层厚 2.5m，都为中厚煤层， 瓦斯含量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，易于维护。工作面走向推动长度为 1

18、745m 左右，承受单巷布置，且一个工作面就可以到达设计生产力量的要张翔 21080059采矿学课程设计求。综合考虑，回采巷道布置方式承受单巷沿空掘巷。4、在采区巷道布置平面内，工作面布置及推动到的位置应以到达采区设计产量为准该采区承受双翼开采，在采区两侧各留 15m 煤柱，开头布置工作面，进展推动。由于采区上山布置在 K3 煤层中，在离上山 30m 处停采，留 30m 煤柱保护采区上山，两条上山中间留 20m 的保护煤柱。K1、K3 煤层相距 20m 左右，由于相距较近，因此两层煤所留煤柱一样，工作面布置及推动到的位置也一样。5、采区内上、下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图采区内上下

19、区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图如以下图所示6、采区上、下部车场选型采区上部车场选用单向甩车场；采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式下部车场。第四节 采区中部甩车场线路设计1、斜面线路联接系统参数计算- 11 -张翔 21080059采矿学课程设计该采区开采近距离煤层群，倾角为 16。铺设 600mm 轨距的线路，轨形为15kg/m，承受 1t 矿车单钩提升，每钩提升 3 个矿车，甩车场存车线设双轨道。斜面线路布置承受二次回转方式。(1) 道岔选择及角度换算由于是关心提升故道岔均选择 DK615-4-12(左)道岔。道岔参数为1=1415， a1= a2=3340, b1= b2=350

20、0。斜面线路一次回转角1=1415斜面线路二次回转角=1+2=1415+1415=2830一次回转角的水平投影角1=arctan(tan1/cos)=144758(为轨道上山倾角 16)二次回转角的水平投影角=arctan(tan/cos)=291734(为轨道上山倾角 16)一次伪倾斜角 =arcsin(sincos1)=arcsin(sin16cos1415)=15 2942二次伪倾斜角 =arcsin(sincos)=arcsin(sin16cos2830)=154 16为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图 1-8：23417865T1L0m3ma3b1a2L1LLkLda1 R

21、1 K1 T1C1d1a2 R2 K2T2Lka3 R3 K3T3图 1-8中部甩车场线路计算草图图 1-8中部甩车场线路计算草图- 20 -mTncKbSaaBTLa2)斜面平行线路联接点参数确定如图 1-9：图 1-9斜面平行线路联接本设计承受中间人行道，线路中心距 S=1900mm，为简化计算，斜面联接点距中心距与线路中心距一样，曲线半径取 R=9000mm，则各参数计算如下：B=Scot=1900cot1415=7481mm m=S/sin=1900/sin1415=7719mm T=Rtan(/2)=9000tan(1415/2)=1125mm n=m-T=7719-1125=659

22、4mmc=n-b=6594-3500=3094mm L=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm(3) 竖曲线相对位置 竖曲线相对参数：高道平均坡度：ia=11,rg=arctania=3749 低道平均坡度：id=9,rd=arctanid=3056 低道竖曲线半径：Rd=9000mm取高道竖曲线半径：Rg=20230mm 高道竖曲线参数：g=- rg=152942-3749=145153hg= Rg(cosrg-cos)=20230(cos3749-cos152942)=725.71mmLg= Rg(sin-sinrg)=20230(sin152942-sin3749)=5

23、123.08mm Tg= Rgtan(g/2)=20230tan(145153/2)=2609.03mm Kg=Rgg/57.3=5188.38mm低道竖曲线参数：d= rd=152942-3056=1638hd= Rd(cosrd-cos)=9000(cos3056-cos152942)=326.75mm Ld= Rd(sin-sinrd)=9000(sin152942sin3056)=2485.37mm Td= Rdtan(d/2)=9000tan(1638/2)=1265.71mm Kd=Rdd/57.3=2514.75mm最大凹凸差 H：由于是关心提升，储车线长度按三钩计算，每钩提1t

24、 矿车 3 辆，故凹凸道储车线长度不小于 332=18m，起坡点间距设为零，则有：H=1800011+180009=360mm竖曲线的相对位置：L1=(T-L)sin+msin+hg-hd+H=2358.83mm 两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离为 L2，则有L2=L1cos+ Ld- Lg=2358.83 cos152942+2485.37-5123.08=-364.61mm负值表示低道起坡点超前与高道起坡点，其间距满足要求，说明 S 选取 2023mm 适宜。(4) 凹凸道存车线参数确定闭合点 O 的位置计算如图 1-10：mRnTcKa /2b 12/a/2aSSa /2b 1cKS2

25、/Tba /2aBT图 1-10L闭合点联接设高差为 X，则：tan rd=(X-X)/Lhg=0.009 tan rg=(H-X)/Lhg=0.011X= L2id=364.610.009=3.281mm将X 带入则可得 X=163.80mm，Lhg=17835.93mm (5)平曲线参数确定取曲线外半径 R1=9000mm取曲线内半径 R2=9000-1900=7100mm 曲线转角=144758K = R1/57.3=9000144758/57.3=2324.52mm1K = R2/57.3=7100144758/57.3=1833.79mm2K= K1-K =2324.52-1833.

26、79=490.73mm2T1= R1 tan/2=1168.85mm T2= R2 tan/2=922.09mm(6) 存车线长度高道存车线长度为 Lhg=17835.93mm；低道存车线长度 Lhd=Lhg- L2=17835.93+364.61=18200.54mm；存车线处于曲线段处，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线得弧长之差为：K= K1-K =2324.52-1833.79=490.73mm2则有低道存车线得总长度为： L=LhgK=17835.93+490.73=18326.66mm具有自动下滑得长度为 17835.93mm，平破长度为 490.73mm，应在闭合点之前。存车线

27、直线段长度 d:d=Lhd-C1-K2=18200.54-2023-1833.79=14366.75mm在平曲线终止后接 14366.75mm 得直线段，然后接存车线第三道岔得平行线路联接点。存车线单开道岔平行线路连接点长度 Lk：存车线单开道岔 DK615-4-12，。则 Lk=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm(7) 甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度：M2 =acos+(b+L+a+L1+Td)coscos+( Td+C1+ T1)cos+ T1+d+Lk=3340cos16+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)cos152942cos144

28、758+(1265.71+2023+922.09)cos144758+922.09+14366.25+11946=52262.07mmH2 =(b+L+a+L1+Td)cossin+( Td+C1+ T1)sin+S=(3500+3340+2358.83+1265.71)cos152942sin144758+(1265.71+2023+922.09)sin144758+1900=7663.97mm(8) 线路各点标高设低道起坡点标高1=0；提车线2=1+hd=326.75mm 5= 2+(L+L1)sin =326.75+(8606+2358.83) sin15 2942 =3256.05mm

29、车线3=1+H=0+360=360mm4=3+hg=360+725.71=1085.71mm5=4+msin+T1sin=1085.71+7719sin1416+ 1125152942=3256.05mm由计算结果可以看出提车线得 5 标高点与甩车线得 5 标高点一样，故标高闭合，满足设计要求。轨起点 6= 5+(b+a)sin =3256.05+(3500+3340) sin15 2942=5110.1mm7=6+asin=5110.1+3340sin16=6030.73mm 车线8=1+Lhdid=0+18200.540.009=163.8mm9=8=163.80mm(9) 依据结果，绘制

30、甩车场平面图如图 1-11，坡度图如图 1-12：146001040077191.67771968400014911514 1552262.07a1=3340mm R1=9000mm K1=2324.52mmT1=1168.85mma2=3340mm R2=7100mm K2=1833.79mm T2=922.09mma3=3340mm R3=9000mm K3=2324.52mm T3=1168.85mm图 1-11采区中部车场平面图Oa=3340mm R=9000mm K=2324.52mmT=1168.85mmE “AC标高0hE-hA-hC长度倾斜角度b+TTK” “ “3图 1-12

31、车场坡度图其次章采煤工艺设计第一节采煤工艺方式确实定1、选第三个煤层，即 K3 煤层,进展采煤工艺设计，布置采煤工作面由于 K3 煤层厚 2.5m，煤质中硬，因此承受综合机械化采煤，一次采全高。工作面回采工艺流程为：采煤机向上割煤、移架采煤机向下装煤推移刮板输送机斜切进刀推移刮板输送机。2、综采工作面的设备选用国产设备。由于设备资料来源的缘由，选用国产综采设备。各设备技术参数采高适应倾角2.34.5m30截深1000mm滚筒直径2.0m牵引方式牵引力沟通变频调速无链双驱动电牵引927550kN牵引速度滚筒中心距0 10.35 17.18mmin8180mm机面高度1615mm(1) 采煤机 M

32、G500/1330-WD西安煤机厂(2) 液压支架 ZY35-17/35郑州煤机厂型式支撑高度宽度煤层厚度初撑力 工作阻力支架中心距支护强度适应煤层倾角泵站工作压力支撑掩护式1.73.5m1.421.59m中厚煤层1884KN4000kN1500mm 0.73Mpa2514.7Mpa(3) 工作面刮板输送机 SGZ764500张家口煤机厂出厂长度运输力量链速中部槽规格刮板链型式与采煤机配套牵引方式200m1100th1.21m1500764222mm中双链无链出厂长度运输力量 中部槽规格刮板间距速度37.8m1200ta1500830222mm516mm1.46ms(4) 刮板转载机 SZB8

33、30180张家口煤机厂(5) 裂开机PCM132张家口煤机厂裂开力量1200th输送长度输送量带速2023m800 th2.5 ms(6) 胶带输送机SSJ1000M西北煤机厂(7) 高压开关柜KBZ4501140Y 3、采煤与装煤(1) 确定采煤工艺、截深及日进刀数承受综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。依据选取的设计生产力量确定工作面每天的推动度为：V =QrL M g C公式 21式中：V采煤工作面每天的推动度，md Qr采煤工作面日生产力量, tdL采煤工作面的长度，mM采煤工作面的采高取 K3煤层厚度 2.5m煤的容重，t/m3C工作面的采出率由于K3煤层为中厚煤层，因此C 值取 0.

34、95则：V =4132.23= 6.86m / d195 * 2.5 *1.3 * 0.95因选用的采煤机截深为 1000mm，假设每日推动八刀，共推动 1.08=8m，可满足每天至少推动 6.86m 的要求。(2) 确定进刀方式为了合理利用工作时间，提高工作效率，承受割三角煤工作面端部斜切进刀方式，并承受准时支护。进刀深度 1.0m。采煤机进刀示意图如下图，进刀过程如下：a、当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤(如图 a 所示)；b、调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直(如图 b

35、所示)；c、再调换两个滚筒上、下位置，重返回割煤至输送机机头处(如图 c 所示)；A-A12( a )AAA-A21( b )AAA-A12( c )A-A2A( d ) 1Ad、将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤(如图d 所示)4、运煤(1) 支架选型承受液压支架支护，选择工作面支架的型号为：ZY35-17/35，为支撑掩护式支架。(2) 移架方式由于 K3 煤层上方有 3.2m 的中硬灰色细砂岩，再上面是 4.6m 的薄层泥质细砂岩，所以选用依次挨次移架方式。依次挨次移架方式:采煤机割煤后依次挨次逐架前移。这种方式操作简洁， 简洁保证支护质量。(3) 支护方式由于

36、K3 煤层煤质中硬，为防止片帮和冒顶，所以选用准时支护方式，选用ZY35-17/35 支撑掩护式支架。(4) 工作面支架需要量工作面支架的需要量Lm =e公式 22式中：工作面支架数目取整数 L工作面长度，m195m =ee架中心间距ZY35-17/35 型支架 e 值取 1.5m= 130取=130(5) 端头支架由于巷道宽度为 4.5m，选用宽度为 2.1m 型号为 PDZ 的端头支架两台架，即两端共有 4 架。(6) 超前支护方式和距离超前支护方式承受单体支柱和金属铰接顶梁支护。由于压力峰值点距煤壁前方 10m 左右，所以超前支护距离选 25m。(7) 校核支架高度与强度在实际使用中，通

37、常所选用的支架的最大构造高度比最大采煤高度大 200mm 左右，即：Hmax=Mmax0.2，m1=3.5-2.80.2m，满足要求；最小构造高度应比最小采煤高度小 250350mm，即： Hmin=Mmin0.250.35，m2=2.3-1.70.250.35m，满足要求； 强度校验：P=(68)9.8SMcos公式23 式中：S支架支护的顶板面积，m2顶板岩石密度，tm3 M采高，m 煤层倾角，P=89.85.6781.421.32.5cos16=1975KN4000KN经校核，支架高度与强度均符合要求。5、处理采空区承受全部垮落法。其次节 工作面合理长度的验证1从煤层地质条件考虑该采区内

38、三个煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为16，煤层厚度适中，顶底板较稳定，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，所以布置 195 米的工作面比较适宜。2从工作面生产力量考虑工作面的设计生产力量为 150 万吨/年。正规循环每天进八刀，采煤机滚筒截深为 1000mm，所以 K3煤层的工作面实际年生产力量为：3301.082.51951.30.95=158.94(万吨)能够满足设计生产力量的要求，一个工作面生产就能够满足设计生产力量的要求，并且考虑到其他各个方面对生产的影响，工作面的长度确定的合理。 3从运输设备及治理水平角度考虑采区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，工作面选用的

39、 200 米刮板输送机能够利用国内先进的技术，能够与时俱进的跟上技术的进展。由于现在提倡治理人员的学问化、年轻化，所以工作面长度为 200 米左右在治理上是毫无问题的。4. 从顶板治理及通风力量考虑该采区的顶板稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在180 250m，所以选择的工作面的长度为 195 米较适宜。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。5. 从巷道布置角度考虑由于采区倾斜方向长为 1100 米，除去煤柱宽及巷道宽 125 米，剩余 975 米， 把每个工作面长度定为 195 米，975/195=5，为 5 个区段。6. 经济合理的工作面工作面的长度与地质因素及技术因素的关系格外的亲热 ，直接影响生产效率，所以依据条件，以高产量、高效率为原则选择合理的工作面长度。合理的工作面以生产本钱低，经济效益高为目标。尽量加快工作面的推动速度，削减巷道的维护时间，降低回采总本钱，使设备、资源得到最高利用。第三节 采煤工作面循环作业图表的编制1、工作面布置图设计图纸中、循环作业图设计图纸中、劳动组织表表21、技术经济指标表表 222、工种及出勤人数的安排，如下表表 21所示：工作面劳动组织表表 21序号工种早班中班夜班合计