采煤学课程设计报告(张文星).doc

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1、中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院本科生课程设计报告课程设计名称： 煤矿开采学课程设计 姓 名： 神 学 号： 007 学 院： 资源与安全工程学院 专业年级： 采矿工程2011级 班级： 1班 指导教师： 孟宪锐 职 称： 教授 起止日期：2014年 6 月 30 日至 2014 年 7 月 11 日目 录第一章 矿井开拓(1) 第一节 矿井的储量、生产能力及服务年限(1) 第二节 井筒形式、数目位置及布(1) 第三节 阶段数目、水平数目及位置(2) 第四节 各水平运输大巷及回风大巷布置(10) 第五节 阶段内的采区划分(11) 第六节 井底车场形式(11) 第七节 绘制开拓平面图及开拓

2、剖面图(12)第二章 采区巷道布置(13) 第一节 回采工作面长度及采区斜长的区段数目(13) 第二节 采区巷道布置及生产系统(13) 第三节 采区中部甩车场线路(17) 第四节 回采工作面数目及各工作面接替安排(19)第三章 回采工艺及循环图表(20) 第一节 回采工艺方式(20) 第二节 工作面合理长度的确定(23)第三节 回采工作面循环作业图表(24)参考文献(25)课程设计评阅书(26)课程设计任务书(27)第一章 矿井开拓第一节 矿井的储量、生产能力及服务年限根据课程设计题目，煤层垂直高度为h=630m，倾向斜长l=h/sin15=2434m，走向长度为L=8490m，煤层K1厚度为

3、h1=2.2m，煤层K2厚度为h2=6.9m，由此可得：煤层K1体积：V1=L*l*hl=8490*2434*2.2=45464738m3煤层K1储量：M1=rVl=1.3*45464732t=59104160t煤层K2体积：V2=L*l*h2=8490*2434*6.9=142593950m3煤层K2储量：M2=rV2=1.3*142593950t=185372135t工业储量：M=M1+M2=244476295t=244.5Mt煤层K1为中厚煤层，按矿井设计规范要求采区采出率为80%；煤层K2为厚煤层。按矿井设计规范要求采区采出率为75%。永久性煤柱损失按工业储量的5%计算，因此矿井可采储

4、量为：Z=(M1-P1)C1+(M2-P2)C2=(59104160*0.95)*0.8+(185372135*0.95)*0.75=176996807t=177Mt服务年限为：P=Z/AK=176996807/(1500000*1.4)=84.3a第二节 井筒形式、数目位置及布置由于表土内有流砂，所以主副井均采用立井开拓，1个主井，1个副井，2个风井。在井田中央布置。布置情况见图1-1。(1)(2)图1-1 (l)立井多水平上山式开采(2)立井多水平上下山式主井；2-副井；3-井底车场：4-主要石门：5-开采水平运输大巷第三节 阶段数目、水平数目及位置井田开采可选方案：方案(1)3阶段3水平

5、。第一阶段处于上层风化带-30m至-263m；第二阶段处于-263m至-470m；第三阶段处于-470m至-660m开采水平：第一水平位于-263m, 第二水平位于-470m，第三水平位于-660m；方案(2)4阶段2水平。第一阶段处于上层风化带-30m至-237m；第二阶段处于-237m至-392m；第三阶段处于-392m至-527m：第四阶段处于-527m至-660m，开采水平：第一水平位于-237m，第二水平位于-527m矿井开拓设计方案的确定：一、井田概况：井田境界：上自风化带（-30m），下至-660m，左右均为认为界限，走向长约8490m，倾斜长约2434m。地面标高+50m。井田

6、内有两个可采煤层，自上而下为K1K2，煤层倾角15，各煤层厚度，间距及顶板情况见表1-1，各煤层成层平稳，地质构造简单，无断层，K1煤层较软但粘顶，K2煤层属中硬，各煤层的容重r=1.3t/m3，低瓦斯煤层无自燃倾向，表土有流沙。矿井正常涌水量为150m3/h。井田内K2煤层的底板等高线图及井田中部的地质剖面图如附图1、附图2所示。本井田已查明的工业储量为244.47Mt。估算本井田内工业场地煤柱、境界煤柱等永久煤柱损失约占工业储量的5%。 K1煤层为中厚煤层，按矿井设计规范要求确定本煤层的采出率为80%; K2煤层为厚煤层，按矿井设计规范要求确定本煤层的采出率为75%。由此计算确定本井田的可

7、采储量为177Mt。根据煤层赋存情况和矿井可采储量，遵照矿井设计规范规定，将矿井生产能力确定为150万吨年，储量备用系数按1.4计算，可得矿井服务年限为84.3a。在备用储量中估计50%为采出率过低和未受预知小地质破坏影响所损失的储量。即全井田实际采出储量约为151.72Mt。表I-I柱 状厚度米岩性描述8.60灰色泥质页岩，砂页者互层8.40泥质细砂岩，碳质页岩互层，稳定0.20碳质页岩，松软2.20K煤层，块状，F1.34.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80灰色沙质泥岩4.80泥质页岩，细砂岩互层4.60薄层泥质细砂岩，稳定0.20碳页岩，松软6.90Kz煤腻，煤质中硬产1.38.

8、20灰白色粗砂岩、坚硬， 抗拉强度600-900公斤厘米224.86灰色中、细砂岩互层二、开拓方案技术比较 由于本井田地质情况，确定采用立井开拓（主井设箕斗），并按地质构造简单、井下生产费用较低的原则确定了井简位于井田走向中部。 为避免采用箕斗井回风时封闭井塔困难和减少穿越流沙层开凿风井的数目，决定采用中央分列式（中央边界式）通风，风井位置已标示于附图1中。 根据井田条件和设计规范有关规定，本井田可划分为23个水平（34个阶段）：阶段内采用采区式进行准备，每个阶段沿走向划分为5个走向长1700m的采区。在井田每翼布置一个生产采区，采用采区后退式开采顺序。考虑到本井田涌水较小，所以既可采用上山开

9、采，也可采用下山开采，又可采用上下山混合式开采。所划定阶段的参数如表1-2所示表1-2阶段主要参数划分阶段数目/个阶段斜长/m水平垂高/m水平实际出煤量/Mt服务年限区段数目/个区段斜长/m区段采出煤量/Mt备注水平采区39008007352332071905607.724984.644579.6431.1627.7025.4522.43+111.08+110.18+1 5551801601475224.315199.395183.19笫一阶段参数第二阶段参数第三阶段参数48006005205202071551351354984.643738.483240.023240.0227.7020.7

10、718.0018.0011.08+18.31+17.2+17.2+144442001501301305249.235186.925162.005162.00笫一阶段参数第二阶段参数第三阶段参数第四阶段参数说明水平采出煤量计算中把储量备用系数1.4所指的备用储量，一半划为地质损失，另一半划为增产储量；该增产储量合并计入实际采出煤量中。采区服务年限按设计平均服务年限加上一年产量递增、减期计算。考虑到煤层间距较小，宜采用集中大巷布置。为减少煤柱损失和大巷维护条件，大巷设于K2煤层底板下垂距30m的厚层砂岩层内。上阶段运输大巷留做下阶段回风大巷使用。采区采用集中岩石上山联合布置准备，除中央采区上山位于

11、距K2煤层底板30m以上的砂岩中并在采后加以维护留做下阶段回风大巷及安全出口外，其它采区上山位于距K2煤层底板约20m的砂岩中并在采区回采后加以报废。根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案的两种，如图1-2所示。方案1与方案2的区别仅在阶段数目的不同。方案1三阶段，一阶段上山开采，二阶段上山开采，三阶段上山开采；方案2四阶段，一阶段上山开采，二阶段下山开采，三阶段上山开采，四阶段下山开采。两方案均属技术上可行，水平服务年限等也均符合要求(大型矿井第一水平服务年限应大于30a)。因此，两方案需要通过经济比较，才能确定其优劣。（1） （2）图1-2技术上可行的开拓方案(l)方案1（立井三阶

12、段三水平）(2)方案2（立井四阶段两水平)三、经济比较第1、第2方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于表1-3表1-7在上述经济比较中需要说明以下几点：(1)两方案的各采区均布置有两条采区上山，且这些上山的开掘单价近似相同。考虑到全井田中采区上山的总开掘长度相同，即两方案的采区上山总开掘费近似相同，故未对比计算。另外，采区上部、中部、下部车场数目两方案虽略有差别，但基建费的差别很小，故也未予计算。(2)立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。(3)井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及匣风大巷均布置于坚硬的岩层中，它

13、们的维护费用低于5元a*m，故比较中未对比 护费用的差别。(4)下山井巷直接费用、辅助费用及运输费用按上山的1.2倍计算。(5)采区上、中、下部车场的维护费用均按占采区上山维护费用的20%估算。采区上山的维护单价按受采动影响与未受采动影响的平均维护价格估算。表1-3 建井工程量项目方案l方案2初期主井井筒/m副井井简/m井底车场/m主石门/m运输大巷/m313+20313+510001201700+200287+20287+510005001700+200后期主井井筒/m副井井筒/m井底车场/m主石门/m运输大巷/m39739721000593+11385100+270004234231000

14、6325100+27000表1-4 基建费用表 方案项目方案l方案2工程量 /m单价元.m-1费用 万元工程量 /m单价元m-.l费用万元初期主井井简副井井简井底车场主石门运输大巷3333181000120190088308830193619361668294.04280.79193.623.23316.923072921000500190088307796167416741582271.08227.64167.483.70300.58小计1111.281050.4后期主井井简副井井简井底车场主石门运输大巷397397200017311910093869386236623661882372.6

15、2372.62473.2409.793594.6242342310006321910093869386236623661882397.03397.03236.6149.533594.62小计5222.854738.81共计 6334.135789.21表1-5 生产经营工作量项目方案l项目方案2运输提升万tkm工程量运输提升万tkm工程量采区上山运输一水平一区段二区段三区段四区段二水平一区段二区段三区段四区段三水平一区段二区段三区段四区段1.21121.5540.180=969.021.21121.5530.180=726.761.21121.5520.180=484.511.21121.55

16、10.180=242.251.2996.6540.160=765.661.2996.6530.160=574.241.2996.6520.160=382.831.2996.6510.160=194.411.2915.9540.147=646.291.2915.9530.147=484.721.2915.9520.147=323.151.2915.9510.147=161.57采区上山运输一水平一区段二区段三区段二水平一区段二区段三区段采区下山运输一水平一区段二区段三区段二水平一区段二区段三区段1.21246.1530. 175=785.071.21246.1520. 175=523.381.2

17、1246.1510. 175=261.691.281030. 130=379.081.281020. 130=252.721.281010. 130=126.361.2934.630. 175=588.801.2934.620. 175=392.531.2934.610. 175=196.271.281030. 130=379.081.281020. 130=252.721.281010. 130=126.36大巷及石门运输一水平二水平三水平立井提升一水平二水平三水平1.25607.722.67=17967.131.24984.643.14=18782.121.24579.643.67=201

18、68.731.25607.720.313=2106.261.24984.640.520=3110.421.24579.640.710=3901.85大巷及石门运输一水平二水平立井提升一水平二水平1.28723.123.05=31926.621.26480.043.18=24727.831.28723.120.287=3004.241.26480.040.577=4486.78采区上下山维护/（万 m*a）1.25290023.4310-4=25.301.25280012.0810-4=11.601.25273511.1810-4=9.86采区上下山维 护（万ma）1.25280012.0810

19、-4=11.601.2526009.3110-4=6.701.2525208.210-4=5.121.2525208.210-4=5.12排水/万 m3一水平二水平三水平1502436531.1610-4=4094.421502436527.7010-4=3639.781502436525.4510-4=3344.13排水/万 m3一水平二水平1502436548.4710-4=6368.96150243653610-4=4730.4表1-6生产经营费 项 目 方案l方案2工程量/万tkm单价/元*（tkm）-1费用/万元工程量/万tkm单价/元（tkm）-1费用/万元运输提升采区上山 一区段

20、（总和）2380.970.6881638.111164.150.688800.94二区段（总和）1785.720.6881228.58776.10.688533.96三区段（总和）1190.490.688819.06388.050.688266.98四区段（总和）598.230.688411.58运输提升采区下山一区段（总和）967.880.826799.47二区段（总和）645.250.826532.98三区段（总和）322.630.826266.49小 计4097.333200.82大巷及石门一水平17967.130.427546.1931926.620.4213409.18二水平1878

21、2.120.427888.4924727.830.4210385.69三水平20168.730.428470.87小 计23905.5523794.87立井提升一水平2106.260.721516.513004.240.722163.05二水平3110.421.324105.754486.781.325922.55三水平3901.851.325150.44小 计10772.78085.6运提费合计38775.5835081.29维护费 万m.a元(a.m)1万m*a元(a.m)1采区上山及下山46.76401870.428.54401141.6立井筒一水平2.034081.22.9040116

22、二水平3.2340129.25.9540238三水平4.0940163.6井底车场一水平3.12501564.8550242.5二水平2.7750138.53.650180三水平1.025051主石门一水平0.375018.52.4250121二水平1.6450822.2850114三水平2.9050146小 计2836.42153.1排水费一水平4094.420.6462645.006368.960.6464114.35二水平3639.781.344877.314730.41.346338.74三水平3344.131.484949.31小 计12471.610453.09合 计54083.6

23、47687.48表1-7 费用汇总表方案1方案2费用万元百分率费用万元百分率初期建井费1111.28105.801050.4100基建工程费6334.13109.415789.21100生产经营费54083.6113.4147687.48100总费用60417.73112.9853476.69100四、综合比较从前述技术经济比较结果来看：方案1的生产费用高于方案2，其基建投资费用也高于方案2。由于基建费的计算误差一般比生产经营费的计算误差小得多，所以可以认为方案2相对较优。从建井期来看，方案1初期需多掘主、副井筒各23m，运煤及轨道上山各100m,但是可以少掘380m的主石门。因此，方案l的建

24、井期仍大致与方案2相同。从开采水平接替来看，方案1需延深两次立井，方案2仅需延深一次立井，对生产的影响略有不同。 综上所述，可认为：方案1和方案2在技术方面都可行，但方案2总费用和基建投资比方案1少，开拓延深对生产的影响期略少一些。所以决定采用方案2，即矿井分为两个水平：第一水平位于-237m，第二水平位于-527rn。两水平均采上下山阶段；阶段内沿走向划分为5个采区，每个采区长1700m。 第四节 各水平运输大卷及回风大巷布置对于煤层群的开采，将各水平运输大巷布置在煤层内，且与水平同一标高。回风大巷布置在煤层顶部，标高为+30rn，即布置在风化带内。图1-3集中运输大巷和主要石门布置l-主井

25、；2-副井：3-井底车场：4一主要石门；5一集中运输大巷6-采区石门；7-集中回风大巷；8-回风井第五节 阶段内的采区划分阶段内采用采区式进行准备，每个阶段沿走向划分为5个走向长1700m的采区。在井田每翼布置一个生产采区，采用采区后退式开采顺序。先开采上煤层，后开采下煤层。第六节井底车场形式采用立井卧式环行井底车场。特点：主副井存车线与主要运输巷道平行。主井、副井距主要运输大巷较近，利用主要运输巷作为绕道回车线及调车线，从而可节约车场的开拓工程量。这种车场调车比较方便，通过能力大。图1-4立井卧式环形井底车场l一主井：2-副井；3一主井重车线；4一主井空车线；5一主要运输巷道第七节 绘制开拓

26、平面图及开拓剖面图本章绘制的开拓平面图及开拓剖面图见附图。开拓平面图按1：20000绘制，只画出井筒井底车场，主石门，运输大巷，及采区上山的一部分。开拓剖面图按1：10000绘制。第二章 采区巷道布置第一节 回采工作面长度及采区斜长的区段数目根据第一章开拓方案比较选四阶段两水平，由于综采工作面长度在150m250m范围之内。工作面长度=区段斜长-区段上下平巷宽度-保护煤柱宽度。区段平巷宽度4.0m4.5m，区段煤柱宽度8m15m。区段斜长为200m。采区巷道宽度取4.5m，区段煤柱预设10.5m。则工作面长度为185m。每个阶段各有区段（工作面）4个。因此，采区斜长上的区段（工作面）数目为16

27、个。 第二节 采区巷道布置及生产系统采区巷道系统：方案(l)机轨分煤岩巷布置；方案(2)机轨合一巷布置；方案(3)机轨双岩巷布置。方案(l)机轨分煤岩巷布置（石门联系方式）方案(2)机轨合一巷布置方案(3)机轨双岩巷布置（移岩巷相同标高布筒）图2-1采区巷道布置方案图1-运输上山；2-轨道上山；3-运输集中平巷；4-轨道集中平巷：5-层间运输联络石门：6-层间轨道联络石门；7-上区段分层超前运输平巷；8-下区段分层超前回风平巷；9-层间溜煤眼；IO-区段轨道石门；11-区段溜煤跟；12-中部甩车场(方案（3）中 4-联络巷，10-中部车场)方案(1)将运输集中平巷布置在煤层底板岩层内，轨道集中

28、平行布置在煤层内，如图2-1(a)所示。这种方式比双岩巷布置少掘一条岩石平巷，掘进速度快，可缩短区段准备时间。轨道集中平巷沿煤层超前掘进，可以探明煤层的变化情况，为掘进岩石集中平巷时取直定向创造了条件，在下区段投产时，可以利用轨道集中平巷回风，便于上下区段同时会采。设置轨道集中平巷后，各煤层区段平巷超前掘进以及回采时期运送材料设备都比较方便。缺点是：轨道集中平巷布置在煤层中易受采动影响，维护比较困难。区段轨道集中平巷与各煤层超前回风平巷以石门联系，区段运输集中巷通过溜煤眼和石门与各煤层超前运输巷联系。这种联系方式施工方便，利用区段石门布置采区中部车场，辅助运输环节少，人员行走方便。方案(2)将

29、胶带运输和轨道运输集中在一条断面较大的岩石巷道内，如图2-1(b)所示。机轨合一巷布置减少了一条巷道和一部分联络巷道，掘进和维护工程量较少；巷道选在适宜的位置，可以免受采动影响，节省维护费用；设备集中布置在一条巷道内，可以充分利用巷道断画，胶带输送机的安装和拆卸可以利用同一巷道中的轨道运输，比较方便。但这种布置的跨度和断面大，施工相对比较困难，进度较慢；上下同采时，通风较难解决。方案(3)将运输集中平巷和轨道集中平巷均布置在煤层底板岩层中，如图2-1 (c)所示。双岩巷布置的突出优点是巷道压力小，可以大量减少维护费用，或者不用维护，使之长期处于良好状况。运输集中平巷、轨道集中巷与各煤层超前平巷

30、之间的联系比较方便。有利于上下区段同时会采和提高采区生产能力。但其巷道掘进工程量大，掘进费用高，采区准备时间较长。综合上述两种方案，可以认为方案(3)在经济、技术上稍优于方案(l)、(2)，所以选用方案(3)。设计采区年产量为150万吨/a，工作面倾向长为180m。工作面选用综和机械化采煤工艺，采用双滚筒采煤机、可弯曲刮板输送机和自移式液压支架。具体选型见第三章。上下区段同采时的通风系统：图2-2 上下区段同采时的通风系统4-运输上山；5-轨道上山；7-甩车场；8-区段回风石门；9-区段轨道集中平巷10-区段运输集中平巷；11-联络斜巷；12-溜煤限上下区段过渡时期同采时的通风线路如下：图2-

31、3 上下区段过渡时期同采时的通风系统1- 运输大巷；2-回风大巷；4-运输下山；5-轨道上山；6-中部车场；10-区段轨道石门；12-m1区段回风平巷；13-m2区段岩石集中运输平巷；16-联络斜巷；17-联络小石门；18-区段回风石门新鲜风流由大巷1至采区轨道上山5，区段轨道石门10至上层煤下区段轨道平巷12，由联络巷至区段运输平巷11，冲洗工作面后由区段回风平巷12，采区回风石门8至同风大巷2排出。下区段生产时，区段轨道石门10、上区段岩石集中运输平巷13做为回风用，因此要求轨道石门10也要与运输上山4相贯通。上区段生产时，在轨道石门10与运输上山4的连接处设风门；下区段生产时增加一小段回

32、风石门18，实现上下区段过渡时期同采。上下区段同采时，上区段已采到m2下分层，通风系统同前，在轨道石门10中间设风门，使新风由中部车场6进入岩石运输集中平巷13;下区段开采m1，工作面污风由回风巷12排出，经轨道石门10，进入区段回风石门18，排至回风上山4。回风石门18与集中巷13的连接处需设风桥，或两巷不在同一平面，差顶而过。采区上部车场选用甩车场。具有通过能力大，调车方便，劳动量小等优点。采区下部车场选用大巷装车式采区下部车场（通过式）。这种方式不但考虑本采区的装车，而且考虑大巷车辆通过装车站进入邻近采区。第三节 采区中部甩车场线路图2-4甩入石门的中部车场1-运输上山；2-轨道上山；3

33、-区段运输平巷；4-区段轨道平巷；5-联络眼；6-甩车道；7-区段溜煤眼；8-区段运输石门：9-区段轨道石门；10-采区变电所；11-区段运输集中平巷；12-联络石门；13-人行道甩车线路：由轨道上山2提升上来的矿车，通过甩车道6甩入中部轨道石门9中，再进到区段轨道平巷。而各区段运输平巷3的煤，经运煤石门或溜煤眼8和区段溜煤眼7溜入运输上山1中。（双道起坡甩车场）1)道岔选型：一号道岔（甩车道岔）；：二号道岔（分车道岔）均为右开道岔。DK615-4-12，轨距600mm，轨型15，辙叉号4，道岔曲线半径12m。：三号道岔（并线道岔），为左开道岔。DK615-4-12，轨距600mm，轨型15，

34、辙叉号4，道岔曲线半径12m。根据设计手册，得a=3400mm，b=3500mm，L=6840mm，=1415。允许行使速度v（1.53.5m/s）2）分车道岔处平行连接：随着车场中人行道位置不同，俩轨道间线路中心距S按设计手册得：为设中间人行道1700-1900mm,取S=1900mm。此时：c=2719mm，n=6219mm，L=12321mm，R=12000mm，a=3340mm，b=3500mm，KP=2985mm。图2-5分车道岔3)竖曲线选择：:轨道上山倾角(15)，：道岔角( 1415)，：一次伪倾角，”：二次伪倾角图2-6平面、层面、真倾角、伪倾角计算图=sin-l(sinco

35、s)=14.53； K=R=3043mm。设计给定矿车为1吨，竖曲线R可取值为12m。竖曲线与平曲线之间用2000mm的直线段连接。4)储车线：根据要求，一次提一吨矿车3个。车长L=2000mrn，轴距SB=550mm，储车线长度3*2000mm，可取8000mm。（见大图-中部甩车场平剖面图）图2-7 中部甩车场平面及剖面图第四节 回采该工作面数目及工作面接替安排采用双翼采区，两个工作面布置，下行开采，先采K1煤层，后采K2煤层。第三章回采工艺及循环图表第一节回采工艺方式根据K1煤层条件，进行设备选型。表3-1设备配套表配套编号配套设备制造厂家ZC76-ZZ35ZZ4000/17/35 液压

36、支架苏南厂，内蒙古二厂，北京厂，平顶山厂2MG 2*300 采煤机鸡西厂SGZ-730/320 刮板输送机西北厂表3-2支架主要技术特征一览表标准型号ZZ4000/17/3 5原型号BC400/17/35型 式支撑掩护式高 度(m)1.73.5宽 度(m)1.421.59中心距(m)1.5初撑力(kN)3140工作阻力(kN)4000支护强度(MPa)0.73对底板比压(MPa)1.86适应煤层倾角(o)16供液泵压(MPa)24.5运输尺寸（长X宽X高）(m)5.58*1.42* 1.7重 量(t)10.88采煤、装煤落煤方式：由于煤层赋存稳定，倾角较缓，工作面采用端部进刀，往返一次割两刀。

37、运煤：工作面输送机采用SGZ-730/320刮板输送机。由于K1煤层顶板较软，采用及时支护，单架依次顺序移架。处理采空区：采用全部跨落法，厚煤层开采时采用倾斜分层下行跨落法。截深：根据所选采煤机型号确定截深为600mm。进刀方式：工作面端部割三角煤斜切进刀，如图3-1所示：（a）（b）（c）(d)图3-1工作面端部割三角煤斜切进刀起始（b）斜切并移直输送机（c）割三角煤（d）开始正常割煤综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机端头布置：由于煤层倾角较小，可采用工作面液压支架支护端头。如图3-2所示。图3-2 (1)综采面中间支架支护端头1- 端头处支架；2-中间支架；3-工作面输送机机头；4-转载机

38、机尾；5-平巷超前支护(2)支架控顶距：（a）最大控顶距（b）最小控顶距图3-3支架控项距第二节 工作面合理长度的确定一、煤层地质条件：煤层厚2.2m，为中厚煤层，工作面行人和运料较为方便，工作面可适当加长。倾角为15，回采机械可以适应，工作面作业条件好，劳动强度不大。采区中各煤层成层平稳，地质构造简单，无断层。根据煤层倾角小，采高适中，顶底板围岩性质好，工作面容易维护，地质构造简单，可合理加大工作面长度。二、工作面生产能力：A=LnBMrC式中：A：工作面日产量，吨日；M：煤层采高，米；L：工作面长度，米；r：煤的容重，吨米3：n：日进刀数，日；C：工作面回采率；B：截深，米代入各参数得：A

39、=18580.6652.201.3095%=2674验证两工作面同时开采年出煤量：Ao=26743002=160.44万吨一年按300个工作日计算。三、运输设备及管理水平运输机按150200m的辅助长度设计。要求质量可靠，管理严格，且工作面在150180m一般都能适应设计规范。四、经济合理的工作面长度工作面长度是确定采区范围的一个重要参数，需要根据采区的煤层地质条件、开采机械化水平、采准巷道布置方式和可能取得的技术经济效果决定。综合考虑各种因素，本设计中经济合理的工作面长度取180m。第三节回采工作面循环作业图表3.8制 两半班才没 半班准备图3-4 回采工作面循环作业图表参考文献：1 杜计平 孟宪锐 主编 采矿学中国矿业大学出版社，20092 煤矿矿井采矿设计手册编写组煤矿矿井采矿设计手册（上册）北京：煤 炭工业出版社，19963 煤矿矿井采矿设计手册编写组煤矿矿井采矿设计手腮（下册）北京：煤 炭