资源描述
.-
序 论
一、目的
1、 初步应用《采矿学》课程所学的知识，通过课程设计加深对《采矿学》课程的理解。
2、 培养采矿工程专业学生的动手能力，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行初步锻炼。
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基础。
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3000m，倾斜长度1100m，采（带）区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1和K2煤层属简单结构煤层，硬度系数 f=2，各煤层瓦斯涌出量也较小。设计矿井的地面标高为+30米，煤层露头为-30m。第一开采水平为该采（带）区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底版下方25m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根据采煤方法不同由设计者自行决定。
2、设计题目的煤层倾角条
（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、采区巷道布置设计；
2、采区中部甩车场线路设计（绕道线路和装车站线路）线路设计。
四、进行方式
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》所学知识，每个人独立完成一份课程设计。
设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。
本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。
第一章 采区巷道布置
表一：采区综合柱状图
序 号
岩 柱
厚度（m）
岩 性 描 述
13
8.60
灰色泥质页岩，砂页岩互层
12
------------------------------------------------------------------------------------------------------
8.40
泥质细砂岩，碳质页岩互层
11
----------
0.20
碳质页岩，松软
9
6.9
K1煤层，=1.30t/m3
8
4.20
灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬
7
----------------------------------------------------------
7.80
灰色砂质泥岩
6
3.0
K2煤层
5
-----------------------------
-----------------------------
4.60
薄层泥质细砂岩，稳定
4
3.20
灰色细砂岩，中硬、稳定
3
2.20
K3煤层，煤质中硬，=1.30t/m3
2
。。。。。。。。。
3.20
灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps
1
。。。。。。。。。
24.68
灰色中、细砂岩互层
第一节 采区储量与服务年限
1、设计生产能力180万t/年。
2、采区工业储量、设计可采储计算
（1）采区工业储量
Zg=HL(m1+m2+m3) γ (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，3000m；
γ---- 煤的容重 ，1.30t/m3；
m1---- K1煤层煤的厚度，为6.9米；
m2---- K2煤层煤的厚度，为3.0米；
m3---- K3煤层煤的厚度，为2.2米；
Zg1=110030006.91.3=2960.10万t
Zg2=110030003.01.3=1287.00万t
Zg3=110030002.21.3=943.80万t
15m
30m
15m
60m
30m
图1-1 采区留煤柱示意图
Zg=11003000（6.9+3.0+2.2）1.3=5190.9万t
（2）设计可采储量
ZK=（Zg-p）C (公式1-2)
式中：ZK---- 设计可采储量, 万t；
Zg---- 工业储量，万t；
p---- 永久煤柱损失量，万t；
C---- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。
P1=30230006.91.3+152(1100-302)6.91.3+60(1100-302) 1.36.9=245.42万t
P2=30230003.01.3+152(1100-302)3.01.3+60(1100-302) 1.33.0=106.704万t
P3=30230002.21.3+152(1100-302)2.21.3+60(1100-302) 1.32.2=78.3万t
ZK1=( Zg1-p1)C1=(2960.10-245.42)0.75=2036.01万t
ZK2=( Zg2-p2)C2=(1287.00-106.704)0.80=944.24万t
ZK3=( Zg3-p3)C3=(943.80-78.3)0.80=692.4万t
ZK= ZK3 +ZK3 +ZK3=2036.01+944.24+692.4=3672.65万t
（3）采区服务年限
T= ZK/(AK) (公式1-3)
式中： T----采区服务年限，a;
A----生产能力，180万t；
ZK----设计可采储量；
K----储量备用系数，取1.3。
T= ZK/(AK) =3672.65 /（1801.3）=15.7a
取T=16年。
（4）验算采区采出率
（公式1-4）
式中：n----区段数目，个；
------煤的容重，t/m3;
L1----工作面的长度，m;
b1-----区段单翼走向长度，m；
h1-----采煤机割煤高度，m；
h2-----放顶煤厚度，m；
-----放出系数，可取0.8；
-----工作面采出率，对于厚煤层，=0.93；对于中厚煤层，=0.95；对于薄煤层，=0.97；
L2-----区段平巷宽度，m；
b2-----区段平巷高，m；
S------区段平巷双翼走向长度，m；
Zg-----采区工业储量，万t；
m1煤层：
=78.3%≥75%
故m1煤层满足要求。
m2煤层：
=88.74%≥80%
故m2煤层满足要求。
m3煤层：
=90.78%≥80%
故m2煤层满足要求。
综上所述： m1,m2,m3 均满足规程采出率要求。
第二节 采区内的再划分
1、确定工作面长度
由已知条件知：该煤层左右边界各有15m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有：1100-60=1040m的长度，走向长度3000-30=2970m。地质构造简单，煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小。且现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。又知，一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为180～250m，巷道宽度为4m～4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为180万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米，如图1-2：
图1-2 采区工作面划分示意图
取区段平巷的宽度为4.5m，留5m小煤墙，则采煤工作面长度为：
L1=(b-2q-((2L2+p) n-p))/n (公式1-5)
式中：L1——工作面长度，m；
L2——区段平巷宽度，m；
b——采区倾向长度，m；
q——采区上下边界预留煤柱宽度，m；
P——护巷煤柱宽度，m；
n——区段数目，个；
L1=(1100-230-((4.5+5) 5)-4.5)/5=197.6m
2、工作面生产能力
Qr = A/(T1.1) (公式1-6)
式中：
A----采区生产能力，180万t/a ；
Qr ----工作面生产能力，t /天；
T----每a正常工作日，300天。
故： Qr = A/（T1.1） =180/(3001.1) =5454.5 t
目前，煤炭企业生产系统向高产高效集中化生产的方向发展，新建大型化矿井均朝“一矿一井一面”的设计思想改革，采用提高工作面单产，用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力，故为适应现阶段煤炭行业的知道规范，本采区设计一个采煤工作面。其工作面接替顺序如下表：
对于K1煤层：
1101
停
采
线
60m
1102
1103
1104
1105
1106
1107
1108
1109
1110
K1煤层工作面接替顺序：
1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110
对于K2煤层：
2101
停
采
线
60m
2102
2103
2104
2105
2106
2107
2108
2109
2110
K2煤层工作面接替顺序：
2101→2102→2103→2104→2105→2106→2107→2108→2109→2110
对于K3煤层：
3101
停
采
线
60m
3102
3103
3104
3105
3106
3107
3108
3109
3110
K1煤层工作面接替顺序：
3101→3102→3103→3104→3105→3106→3107→3108→3109→3110
注：箭头表示回采工作面的接替顺序。
第三节 确定采区内准备巷道布置和生产系统
1、确定采区内准备巷道布置和生产系统
（1）完善开拓巷道
为了缩短采区准备时间并提高经济效益，根据所给地质条件，在第一开采水平中，把为该采区服务的运输大巷和回风大巷均布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中。
（2）确定巷道布置系统
首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，无断层,煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，无自然发火倾向,直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置图所示工作面接替顺序，就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。
（3） 采区布置方案分析比较
确定采区巷道布置系统， 采区内有三层煤，采用联合布置，每一层都布置5个工作面，根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较(由于K1,K2煤层在我的设计中相同，所以仅以K3煤层为例说明)：
方案一：双岩石上山
将两条上山都布置在K3煤层底板岩石中，其中运输上山布置在距离底板15m处，轨道上山布置在运输上山上方5m，即距离K3煤层10m处。如图1-3：
图1-3 方案一示意图
方案二：双煤层上山
将两条上山都布置在K3煤层中。如图1-4：
图1-4 方案二示意图
方案三：一岩一煤上山
将两条上山分别布置在K3煤层的底板和煤层中，运输上山布置在距离K3底板5m处，轨道上山布置在K3煤层中。如图1-5：
图1-5 方案三示意图
技术经济比较：
表1-6 掘进费用表
方案
工程名称
方案一
方案二
方案三
单价
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
岩石上山（m）
1578
11001.22 =2640
416.6
0.00
0.00
11001.2=
1320
208.3
煤层上山（m）
1248
0.00
0.00
11001.22=
2640
338.976
11001.2=
1320
169.488
煤仓
(元/m3)
144
1.23.144215/0.9245=
4893.506
70.5
0.00
0.00
1.23.14425/0.9245
=1631.796
23.5
甩入石门(元/m)
1152
1.210/0.2765=
434.8
50.1
0.00
0.00
0.00
0.00
合计
537.2
338.976
410.288
表1-6 维护费用表
方案
工程名称
方案一
方案二
方案三
单价
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
岩石上山（m）
40
264016
=42240
168.96
0.00
0.00
132016
=21120
84.48
煤层上山（m）
90
0.00
0.00
264016
=42240
380.16
132016
=21120
190.08
煤仓
(元/m3)
80
93.616
=1497.6
11.98
0.00
0.00
31.216
=2496
19.968
甩入石门(元/m)
80
434.816
=6956.8
55.7
0.00
0.00
0.00
0.00
合计
236.64
380.16
294.528
表1-6 辅助费用表
方案
工程名称
方案一
方案二
方案三
单价
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
煤仓
(元/m3)
951
434.8
41.35
0.00
0.00
31.2
2.97
甩入石门(元/m)
951
93.6
8.9
0.00
0.00
0.00
0.00
合计
50.25
2.97
表1-6 费用总汇表
方 案
费用项目
方案一
方案二
方案三
掘进费用
537.2
338.976
410.288
维护费用
236.64
380.16
294.528
辅助费用
50.25
0.00
2.97
费用总计
824.09
719.136
675.736
百分率
121.95%
106.42%
100%
表1-7 技术比较表
方案一
方案二
方案三
优 点：
两条上山均布置在演示中，巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易
两条上山均布置在同一煤层中，降低了出矸量，提高了煤炭的生产率，掘进容易
兼有方案一和二的优点，维护较容易
缺 点
岩石工程量大，掘进费用高，工期长
维护困难，受采掘影响较大
增加了岩石工程量，降低了生产率，增加了掘进成本
综上技术经济比较所述：
故选择方案三，即一煤一岩上山的煤层群联合布置的准备方式，其示意图如图1-5。
工作面推进位置的确定：
在采区巷道布置中，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量安全为准，工作面应推进到距上山20m处停采线位置处，即为避开采掘影响对上山的影响而留设的20m护巷煤柱处。
采区上部和下部车场选型：
(1)考虑到采用采用采区上部车场有车辆运行顺当、调车方便等优点和有通风不良，有下行风的缺点，确定采用上部平车场。
(2)由于运输大巷距阶段运输大巷25m，采区生产能力大，故下部车场可选择大巷装车式下部车场。
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
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，采用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。斜面线路布置采用二次回转方式。
(1) 道岔选择及角度换算
由于是辅助提升故道岔均选择DK615-4-12(左)道岔。道岔参数为α1=1415′，a1= a2=3340, b1= b2=3500。
斜面线路一次回转角α1=1415′
斜面线路二次回转角δ=α1+α2=1415′+1415′=2830′
一次回转角的水平投影角α1′=arctan(tanα1/cosβ)=1447′58″(β为轨道上山倾角16)
二次回转角的水平投影角δ′=arctan(tanδ/cosβ)=2917′34″(β为轨道上山倾角16)
一次伪倾斜角β′=arcsin(sinβcosα1)=arcsin(sin16cos1415′)=1529′42″
二次伪倾斜角β″=arcsin(sinβcosδ)=arcsin(sin16cos2830′)=1541′6″
为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图1-8：
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
（2)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
本设计采用中间人行道，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相同，曲线半径取R′=9000mm，则各参数计算如下：
B=Scotα=1900cot1415′=7481mm
m=S/sinα=1900/sin1415′=7719mm
T=Rtan(α/2)=9000tan(1415′/2)=1125mm
n=m-T=7719-1125==6594mm
c=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=37′49″
低道平均坡度：id=9‰,rd=arctanid=30′56″
低道竖曲线半径：Rd=9000mm
取高道竖曲线半径：Rg=20000mm
高道竖曲线参数：
βg=β′- rg=1529′42″-37′49″=1451′53″
hg= Rg(cosrg-cosβ′)=20000(cos37′49″-cos1529′42″)=725.71mm
Lg= Rg(sinβ′-sinrg)=20000(sin1529′42″-sin37′49″)=5123.08mm
Tg= Rgtan(βg/2)=20000tan(1451′53″/2)=2609.03mm
Kg=Rgβg/57.3=5188.38mm
低道竖曲线参数：
βd=β′＋ rd=1529′42″-30′56″=1638″
hd= Rd(cosrd-cosβ′)=9000(cos30′56″-cos1529′42″)=326.75mm
Ld= Rd(sinβ′-sinrd)=9000(sin1529′42″＋sin30′56″)=2485.37mm
Td= Rdtan(βd/2)=9000tan(1638″/2)=1265.71mm
Kd=Rdβd/57.3=2514.75mm
最大高低差H：
由于是辅助提升，储车线长度按三钩计算，每钩提1t矿车3辆，故高低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)sinβ+msinβ″+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= L1cosβ′+ Ld- Lg=2358.83cos1529′42″+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2000mm合适。
(4)高低道存车线参数确定
闭合点O的位置计算如图1-10：
图1-10 闭合点联接
设高差为X，则：
tan rd=(X-△X)/Lhg=0.009
tan rg=(H-X)/Lhg=0.011
△X= 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α=1447′58″
K1= R1α/57.3=90001447′58″/57.3=2324.52mm
K2= R2α/57.3=71001447′58″/57.3=1833.79mm
△K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm
T1= R1 tanα/2=1168.85mm
T2= R2 tanα/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 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm
则有低道存车线得总长度为
L=Lhg＋△K=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。
存车线直线段长度d:
d=Lhd-C1-K2=18200.54-2000-1833.79=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 =acosβ+(b+L+a+L1+Td)cosβ′cosα+( Td+C1+ T1)cosα+ T1+d+Lk
=3340cos16+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)cos1529′42″
cos1447′58″+(1265.71+2000+922.09)cos1447′58″+
922.09+14366.25+11946
=52262.07mm
H2 =(b+L+a+L1+Td)cosβ′sinα+( Td+C1+ T1)sinα+S
=(3500++3340+2358.83+1265.71)cos1529′42″sin1447′58″+
(1265.71+2000+922.09)sin1447′58″+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)sinβ′=326.75+(8606+2358.83)sin1529′42″
=3256.05mm
车线 △3=△1+H=0+360=360mm
△4=△3+hg=360+725.71=1085.71mm
△5=△4+msinβ″+T1sinβ′=1085.71+7719sin141′6″+
11251529′42″=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标高点相同，故标高闭合，满足设计要求。
轨起点△6=△5+(b+a)sinβ′=3256.05+(3500+3340)sin1529′42″=5110.1mm
△7=△6+asinβ=5110.1+3340sin16=6030.73mm
车线 △8=△1+Lhdid=0+18200.540.009=163.8mm
△9=△8=163.80mm
(9)根据上述计算结果，绘制甩车场平面图和坡度图如图1-11，其坡度图如图1-12：
图1-11 采区中部车场平面图
图1-12 车场坡度图
第二章 采煤工艺设计
第一节 采煤工艺方式的确定
选取第一煤层，既K1煤层为对象，进行采煤工艺设计。由于K1煤层厚度为6.9米，属于厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，瓦斯涌出量较低，涌水量也较少，故可用综合机械化采煤工艺，进行综采放顶煤开采。
(1)确定落煤方式
采用综合机械化放顶煤开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。
(2)确定截深
(公式2-1)
式中：L----日推进度，m/天；
A0----工作面设计生产能力，t/天 ；
L1----工作面长度，m；
h1----采煤机割煤高度，m；
h2----放煤高度，m；
β----顶煤放出率,取0.8;
α----工作面采出率,对于厚煤层取0.93;
γ----煤得容重,t/m3;
将数据带入可得:
=3.53m
选择滚筒截深800mm,日进六刀,采用“四六制”，三采一准备的工作制度。
(3)确定进刀方式
为提高煤炭采出率，选取端部斜切进刀不留三角煤的进刀方式，如图1-13。
(4)确定放煤步距
为使放出范围内得顶煤能充分破碎松散，提高采出率，降低含矸率，此工作面放煤步距选用“两刀一放”。
(5)确定放煤方式
选用依次顺序放煤方式，放煤和移架速度快
(6)工作面设备选型
序号
设备名称
数量
型号
备注
1
采煤机
1
MG300W
2
液压支架
137
ZFS4400/18/28
3
刮板输送机
2
SCEC-730/400
4
转载机
1
SZZ-764/132
5
破碎机
1
PEM1000650
6
胶带运输机
1
SSJ1200/3200M
7
喷雾站
1
XP250/55
8
端头支架
6
ZFS4800/20/30
9
乳化液泵站
1
XRB B-80/35.D
10
磁力启动器
1
11
配电箱
液压支架各参数如下：
序号
参数类型
参数值
序号
参数类型
参数值
1
型号
ZFS4400/16/28
8
中心距
1500mm
2
型式
支撑掩护式
9
外形尺寸
447014301600mm
3
放煤形式
低位放煤
10
支护强度
0.802—0.829Mpa
4
运煤方式
双输送机运输
11
适应煤层倾角
≤25
5
高度
1.6---2.8m
12
供液泵压
31.4Mpa
6
工作阻力
4315 kN
13
支架重量
13.5t
7
初撑力
3922 kN
14
设计单位
北京开采研究所
(7)确定移架方式
因为此采区顶板条件好，结构稳定，所以选用依次顺序式的移架方式。这种方式容易保证移架和支护质量，操作简单，但是移架得速度慢，适用与顶板稳定性好的采煤工作面。
(8)确定支护方式
此工作面采用及时支护方式，采煤机割煤后，先移架后推溜，防止冒顶和片帮。
(9)确定端头支架
根据工作面条件，选择得端头支架为：ZFS4800/20/30。其各项参数如下：
序号
参数类型
参数值
序号
参数类型
参数值
1
型号
ZFS4800/20/30
8
中心距
1500mm
2
型式
支撑掩护式
9
外形尺寸
457014202030mm
3
放煤形式
开天窗
10
支护强度
0.87Mpa
4
运煤方式
双输送机运输
11
适应煤层倾角
≤25
5
高度
2.03---2.98m
12
供液泵压
31.5Mpa
6
工作阻力
4704 kN
13
支架重量
15.57t
7
初撑力
3920 kN
14
设计单位
北京煤机厂
(10)确定超前支护方式与距离
超前支护采用金属铰接顶梁支护，超前工作面25米。
(11)支架高度与强度校核
高度校核：
在实际使用中，一般所选用的支架得最大结构高度比采高大200mm，最小高度比最小采高小200---300mm。
已知所选用得支架ZFS4400/16/28的最大结构高度为2.8m，采高为2.6m，则有
△1=2.8-2.6=200mm≥200mm，满足要求；
△2=1.8-1.6=200mm≥200mm，满足要求；
故所选支架高度满足工作要求。
强度校核：
强度校核公式如下：
P=kh1ρ10-3gA/η (公式2-2)
式中：P----顶板对支架得作用力，kN；
k----顶板高度系数，一般取4—8，此采区顶板结构稳定，可取k=6；
h1---工作面采高，m；
ρ---岩石密度,kg/m3；
A----液压支架的有效作用面积，m2；
η---压力有效作用系数，此处取η=0.8；
将各参数值代入则有：
P=62.62.5103101.55.1410-3/0.8
=3758.6 kN
由于3758.6 kN＜4225 kN(支架工作阻力)，因此支架选型满足工作要求。
(12)确定工作面支架的数量
由于端头支架中心距1.5m，巷道宽度4.5m，则所需端头支架数量为：
N1=4.52/1.5=6 架
即需要6架端头支架。
工作面所需支架数量为：
N2=197.6/1.5=131.7 架
取N2=131架，即工作面所需液压之间数量为131架。
则一个工作面共需要液压支架的数量为：
N=N1+N2=6+137=137 架
(13)采空区处理
采用全部垮落法处理采空区，如果较长距离顶板不垮落，则采用强制放顶处理采空区。
第二节 工作面合理长度确定
1、煤层地质条件
该采区上山阶段煤层埋藏稳定，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2；K2和K3煤层属中硬煤层，个煤层瓦斯涌出量低，无自然发火倾向，涌水量小，一般综采工作面取180---200m，由于采区的地质条件好，故工作面可适当取长一些，约200m。
2、工作面生产能力
工作面设计设计设计生产能力为180万t/年，，正规循环采用每天进6刀，两刀一放。每刀进800mm，一个工作面就可满足采区设计生产力要求。
3、运输设备
采区工作面生产所选用的设备均为国内先进的生产设备，工作面选用200m的刮板输送机能满足工作面的运输要求。
4、顶板管理
该采区顶板较稳定，两刀一放，采用及时支护，可有效控制顶板冒落等不安全因素，采用全部垮落发处理采空区，如长距离顶板不垮落，可采用人工强制放顶的方法处理顶板问题。5、经济合理的工作面长度
工作面的合理长度与地质因素和技术因素的关系十分密切，直接影响工作面的生产效率，现在煤矿都向 “一矿一井一面”的高产高效集中化方向发展，一个工作面就可满足采区，甚至是一个矿井的设计生产能力需要。合理的工作面长度不仅生产成本低，而且易管理，可以加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采成本，以达到最优的技术经济效益。
第三节 采煤工作面循环作业图表的编制
1、循环作业图表(见《工作面布置层面图》)
2、劳动组织表
序 号
工 种
夜班
早班
中班
检修班
合 计
1
班长
2
2
2
2
8
2
采煤机司机
2
2
2
3
9
3
输送机司机
1
1
1
1
4
4
转载机司机
1
1
1
1
4
5
胶带机司机
2
2
2
6
12
6
移架工
2
2
2
2
8
7
端头工
4
4
4
4
16
8
超前支护工
4
4
4
0
12
9
跟班电工
1
1
1
2
5
10
安全质量员
1
1
1
1
4
11
跟班机修工
2
2
2
5
11
12
放煤工
2
2
2
0
6
13
泵站工
1
1
1
2
5
14
送饭工
1
1
1
1
4
合
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