二、确定采区内的工作面数目
回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁法开采。
工作面数目：
…………………………………..….（公式1-6）
式中：
L-----煤层倾斜方向长度（m）；
S0----采区边界煤柱宽度（m）；
-----工作面长度（m）；
----回采巷道宽度，l0取2.5（m）。
带入数值得，
取5，所以工作面数目为5个
三、确定工作面生产能力
式中：
A——采区生产能力，60万t/a；
Qr——工作面生产能力，t/天；
T——每年正常工作日，300天。
故：
四、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序
10102
10101
10202
10201
10302
10301
10104
10103
10204
10203
10304
10303
10106
10105
10206
10205
10306
10305
10108
10107
10208
10207
10308
10307
10110
10109
10210
10209
10310
10309
10112
10111
10212
10211
10312
10311
K1煤层
K2煤层
K3煤层
由于采区生产能力为60万t/a,且工作面生产能力为151.4万t,对于K1煤层布置一个工作面便基本可满足生产要求（由于所选采煤机截深为630mm，一天共进6刀，故工作面生产能力为：
0.63×6×151.4×6.9×1.3×0.93×300=143.2万t），而对于K2、K3煤层可采取两个工作面同时回采，以满足生产要求。
其具体回采顺序如表1.1所示：
回采顺序表
对于K1煤层，其厚度为6.9m,布置一个综放工作面便可以满足生产要求。
对于3.0m的K2煤层和2.2m的K3煤层采取两个工作面同时生产，以满足生产要求。
K1煤层开采顺序：
10102→10101→10104→10103→10106→10105→10108→10107→10110→10109→10112→10111
K2煤层开采顺序：
（10201，10203）→（10202，10204）→（10205，10207）→（10206，10208）→（10209，10210）→（10211，10212）
K3煤层开采顺序：
（10301，10303）→（10302，10304）→（10305，10307）→（10306，10308）→（10309，10310）→（10311，10312）
说明：
以上箭头表示方向为工作面推进顺序，括号内为同采工作面。
第三节确定采区内准备巷道布置和生产系统
一、完善采区所需的开拓巷道
为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件及采矿工程设计规划，在两个开采水平中，把分别为两个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。
二、确定巷道布置系统及采区布置方案分析与比较
1．确定采区内准备巷道布置
根据题目所选条件，完善采区所需的开拓巷道及准备巷道。
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,K1煤层直接顶为碳质页岩，薄且易跨落，K2、K3煤层直接顶较厚且稳定。
同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用等，采用沿空留巷的方式。
2．布置上山数目、位置及进行方案关于技术经济比较：
方案一
一煤一岩上山布置，运输上山布置在k3煤层底板下10m处，轨道上山布置在煤层中。
如图一
方案二
两条岩石上山布置，两条上山均布置在k3以下的岩层中，如图二
10m
20m
20m
图一图二
3.可行性方案选择
巷道以及硐室的掘进费用
项目
方案
方案一
（万元）
方案二
（万元）
岩石上山
（1000-40）ｘ1578=151.5
（1000-40）ｘ1578ｘ2=303
煤层上山
（1000-40）ｘ1284=123.3
0
回风石门
44.8/sin160*1152=18.7671
44.8/sin160*1152=18.7671
区段石门
29.8/sin160*1152=12.4834
29.8/sin160*1152=12.4834
变电所
（2.25*4+2.5*4+π/4*42）*144=0.4886
（2.25*4+2.5*4+π/4*42）*144=0.4886
绞车房
（2.75*3.5+π/4*42）*162=0.3593
（2.75*3.5+π/4*42）*162=0.3593
采区煤仓
π/4*82*32*144=29.6616
π/4*82*32*144=29.6616
总费用
334.5
364.
巷道以及硐室的维护费用
方案
项目
方案一
（万元）
方案二
（万元）
岩石上山
（1000-40）*30*11=31.8
（1000-40）*30*2*11=63.1
煤层上山
（1000-40）*90*11=95.1
0
回风石门
44.8/sin16*80*29.76=38.7853
44.8/sin16*80*29.76=38.7853
区段石门
29.76*29.8/sin16*80=25.7992
29.76*29.8/sin16*80=25.7992
变电所
62*30*29.76=5.5353
62*30*29.76=5.5353
采区煤仓
1.2*2824*0.6*0.381=0.0774
1.2*2824*0.6*0.381=0.0774
总费用
196.96
132.97
方案一的总费用：
531.46万元
方案二的总费用：
496.97万元
从如上的经济比较中，可以看出双岩上山所需的总费用要比一煤一岩上山所需的总费用要少，因此在经济上更加合理，双岩上山维护费用少且无需留煤柱。
综合考虑以上因素，可采用在K3煤层下15m处集中布置两条岩石上山，。
即：
选中双岩上山方式布置生产系统。
4、确定工作面回采巷道布置方式.
K1煤层为厚煤层，单独开采时，可满足生产要求，故先开采K1煤层，K1煤层采完后，接着采K2，K3煤层。
考虑到K1煤层生产能力较大，且矿井瓦斯涌岀量较低，为更好地进行工作面接替，减少煤柱损失，故采用沿空掘巷。
沿采空区留5m的护巷煤柱。
在采区巷道布置平面图内，工作面布置及推进的位置应以达到采区设计产量为准。
由于K1、K2、K3煤层采取联合布置的开采方式，且岩体较稳定煤层上山易维护，故在K1煤层两侧各留5m边界煤柱。
煤层适合综采一次采全高放顶煤。
K2、K3煤层一次采全高。
5、采区上、中、下部车场选型
采区上部车场选用单道顺向平车场；
采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式，由于煤层倾角为16。
，而且顶底板围岩稳定，所以选用该形式的车场。
采区中部车场
该采区开采近距离煤层群，轨道上山布置在底板岩石中，倾角为25°，向区段石门甩车。
轨道上山和石门内均铺设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，要求甩车场存车线设双轨高低道。
斜面线路布置采用一次回转方式。
第二章采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的确定
一、选取K1煤层为对象，进行采煤工艺设计。
选第一煤层，即K1煤层为对象设置采煤工艺。
且K1煤层厚度为6.9m，属于中硬煤层，故可用综合机械化采煤一次采全高放顶煤工艺。
2.选用国产设备
经查《采矿设计手册》得知：
根据煤层的实际情况，选用MG880WD采煤机，参数如下：
采高1.8～3.7m
适应煤层硬度f=1～3
煤层倾角≤35°
截深630mm
滚筒直径1.6m
牵引式无链
牵引力532KN
牵引速度0～7m/min
滚筒中心距8180mm
机身高度1499mm
卧底量200mm
该滚筒采煤机由鸡西煤机厂制造。
采煤与装煤
落煤方式：
采用双滚筒采煤机直接落煤。
进刀方式斜切进刀双向割煤，如图所示
采放比：
由经验可知，采放比在1：
1~3之间为合理，故取采3m放3.9m。
采放比为：
1：
1.3。
截深：
采煤机截深选为630mm。
上下缺口长度：
20~25m。
放煤步距：
由于顶煤厚度较大，则放煤步距采用两采一放。
放煤方式：
单轮、间隔、多口放煤。
（实践证明：
该方式丢煤少，混矸少，又易于实现高产高效，故采用。
）
运煤
运煤选用SGZ—764/500型可弯曲刮板输送机。
SGZ—764/500型可弯曲刮板输送机技术特征表：
型号
SGZ—764/500型
规格
性能
运输能力t/h
1100
设备高度m
200
传送速度m/s
1.21
刮
板
链
型式
双链
规格
30*108t
破断负荷kn
1107
间距mm
1080
偶
合
器
型号
介质
减速器速比
1：
308L
布置方式
平布
电
动
机
型号
KBYD—680/250
功率
2*250*125
电压v
1140
支护与处理采空区
K1煤层厚度6.9m，煤层结构简单，因此为减少煤柱损失，采用综放回采工艺。
为提高煤的冒放性和采出率，减少煤层，并考虑到矿压和煤层倾角较大时的支架稳定性，放顶煤支架选择低位双输送机
S5200—17/32型，其技术特征如下表：
分类
型号
初承力
KN
支护强度
Mpa
拉架力
KN
外型长
m
重量
t
放煤方式
低位
双输
ZFS5200
—17/32
5200/4552
0.76
155/395
4046
18
插板式
无脊背
5、架中心距：
1.5m
6、移架方式
有依次顺序、分组交错和成组整体顺序式三种。
且由于分组交错式，移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于顶板比较稳定的高产工作面。
故选用分组交错式。
7．支护方式
由于K1煤层f=2，为防止片帮和冒顶，因此选用及时支护。
8．端头支架
经查《采矿设计手册》得到：
PDZ端头支架（掩护式），支架参数如下：
支撑高度1.6～3.8
工作阻力9000KN
初撑力7070KN
支护强度0.51Mpa
该支架由郑州煤机厂制造。
9．超前支护方式和距离
由于采用综放开采，支撑压力分布范围大，峰值点距煤壁前方5-15m,分布范围10-30m，所以超前支护的距离为25m。
选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。
铰接顶梁的长度为1200mm。
10．计算工作面的支架需求量
N=L×E
式中：
N————工作面支架数目，取整数；
L————工作面长度，m；
E————架中心距；
N=160/1.5=107（架）
端头支架：
由于巷道宽度为4.5m，而架宽为1.6m，因此选3架，即，两端共有6架。
11．处理采空区：
一般采用全部跨落法处理。
第二节．工作面合理长度的确定
1、煤层地质条件
该采区内的两层可采煤层的地质条件对于布置高产高效工作面非常有利。
煤层厚度适中，倾角不大且顶底板稳定，无明显影响生产的地质构造，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，便于布置较长的工作面进行回采。
2、工作面生产能力
工作面的设计生产能力为：
A0=L采×V0×m×γ×C=157.2万t。
K1煤层的实际生产能力为：
A1=L×E×N×r×M=160万t
A1与A0的差值在允许的范围内，可以达到生产要求，工作面的长度确定的合理。
3、运输设备及管理水平
采区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，能满足工作面的长度、产量和进度的要求，管理较高，有利于生产。
4、顶板管理及通风能力
该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综放工作面的长度一般在130~190m，所以选择的工作面的长度合适。
另外，工作面长度与通风无直接的关系，但对于瓦斯涌处量较低的K1、K2、K3煤层，工作面的风速可以适当的减小，通风能力可以降低一些。
5、巷道布置
由于K1、K2、K3煤层的赋存条件相同但开采技术不同，K1煤层的储量比K2、K3大，K1为主采煤层，K2、K3为辅助煤层，两者相互配合达到生产要求，尽量提高煤炭采出率，巷道布置尽量保持一致，可以适当变化。
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十分的密切，直接影响生产效率所以根据条件，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成本低，经济效益高为目标。
尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，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
劳动组织表
劳动组织表
序号
班数
工种
一
二
三
合计
1
班长
2
2
2
6
2
采煤机司机
3
3
2
8
3
输送机司机
2
2
2
6
4
转载机司机
1
1
1
3
5
胶带机司机
1
1
1
3
6
移架工
3
3
3
9
9
泵站工
1
1
1
3
10
机电维修工
0
0
3
3
14
端头完好工
6
6
6
18
15
运料工
0
0
11
3
16
跟班队长
1
1
1
3
合计
20
20
32
72
2．工作面主要经济技术指标
工作面主要经济技术指标
序号
项目
单位
数量
备注
1
煤层厚度
m
6.9
2
煤层倾角
°
16
3
采高
m
3.0
4
采煤机
台
1
5
液压支架
架
107
6
端头支架
架
6
7
刮板输送机
部
2
8
破碎机
台
1
9
转载机
部
1
10
胶带输送机
部
2
11
循环进尺
m
3.78
12
日产量
t
4448
13
生产方式
二班半采半班准备
14
出勤人数
人
72
教师评价：
成绩：
教师签字：
年月日
升级会员 