采矿学鲁恒琦.doc

课程设计设计题目（实训项目）: 助学院校: 自考助学专业: 姓 名: 自考助学学号: 成 绩: 指导教师签名: 河南理工大学成人高等教育2O 年 月 日目 录序论1 采区巷道布置1.1 采区储量与服务年限1.1.1、采区生产能力的选定1.1.2、计算采区的工业储量、设计可采储量1.1.3 采区服务年限1.1.4 验算采区采出率1.2 采区内的再划分1.2.1 确定采煤工作面长度1.2.2 确定采区内的区段数目1.2.3 工作面生产能力1.2.4 确定采区同采工作面数目及接替顺序1.3 确定采区内准备巷道布置和生产系统1.3.1 完善采区所需的开拓巷道1.3.2 确定巷道布置系统1.3.3确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置1.3.4 确定通风系统1.3.5 采区上、下部车场选型1.4 采区中部甩车场线路设计1.4.1 斜面线路联接系统参数计算1.4.2 确定竖曲线相对位置1.4.3高、低道存车线参数确定1.4.4 甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度1.4.5绘制甩车场平面图和坡度图2 采煤工艺设计2 采煤工艺设计2.1 采煤工艺方式的确定2.1.1 确定落煤方式2.1.2 确定截深2.1.3 确定进刀方式2.1.4 确定放煤步距2.1.5 确定放煤方式2.1.6 工作面设备选型2.1.7 确定移架方式2.1.8 确定支护方式2.1.9 确定端头支架2.1.10 确定超前支护方式与距离2.1.11 支架高度与强度校核2.1.12 确定工作面支架的数量2.1.13 采空区处理2.2 工作面合理长度确定2.2.1 煤层地质条件2.2.2 工作面生产能力2.2.3 运输设备及管理水平2.2.4 顶板管理2.2.5 经济合理的工作面长度2.3 采煤工作面循环作业图表的编制2.3.1 循环作业图表-2.3.2 劳动组织表2.3.3 技术经济指标表3 课程设计总结参考文献：序论一、设计目的 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井田境界：井田走向长度6500m，煤层倾斜长1700m；煤层埋藏特征：煤层厚m=6.0m；煤层倾角=19°；顶板泥质页岩，底板为砂岩；表土层厚60m,地面标高+100m；煤层埋藏稳定，井田内无大的构造，煤的容重=1.3t/m3。矿井开采技术条件：矿井正常涌水量Q正=200m3/h。矿井最大涌水量Q大=330m3/h。相对瓦斯涌出量q=12.5m3/d·t；煤尘无爆炸性，煤层无自然发火倾向柱状厚度（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，碳质页岩互层0.20碳质页岩，松软6.90煤层，4.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80灰色砂质泥岩3.00煤层，4.60薄层泥质细砂岩，稳定3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.20煤层，煤质中硬，。3.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度。24.68灰色中、细砂岩互层图 1 设计采（带）区综合柱状图三、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。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。五、设计说明书内容本人此次课程设计在遵循原有设计条件下选择采区准备方式进行设计，煤层平均倾角为16°，生产能力为90万。1 采区巷道布置1.1 采区储量与服务年限1.1.1、采区生产能力的选定采区生产能力选定为90万。1.1.2、计算采区的工业储量、设计可采储量（1）采区工业储量 （公式1）式中： 采区工业储量，万t； 采区倾斜长度，1100m； 采区走向长度，3000m； 煤的密度，1.30； 煤层煤的厚度，为6.9m；煤层煤的厚度，为3.0m；煤层煤的厚度，为2.2m。万t万t万t万t（2） 设计可采储量 （公式 2）式中：设计可采储量，万t； 工业储量，万t； 永久煤柱损失量，万t；根据设计题目中的条件，包括采区边界煤柱的损失，上、下山煤柱损失和区段煤柱损失，即上下端头永久煤柱，取30m和左右边界永久煤柱，取15m。采区采出率，厚煤层取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%，这里，。万t万t万t万t万t万t万t1.1.3 采区服务年限 (公式 3) 式中： 采区服务年限，年； 采区生产能力，90万t； 设计可采储量； 储量备用系数，取1.4。年年年 年 1.1.4 验算采区采出率 （公式 4）式中： 采区采出率，% ； 煤层的工业储量，万t ； 开采损失，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中的落煤损失，万t 。 (1) 对于厚煤层：式中： 煤层采区采出率，% ； 煤层的工业储量，万t ； 煤层开采损失，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中的落煤损失，万t 。满足要求(2) 对于中厚煤层：式中： 煤层采区采出率，% ； 煤层的工业储量，万t ； 煤层开采损失，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中的落煤损失，万t 。满足要求(3) 对于中厚煤层：式中： 煤层采区采出率，% ； 煤层的工业储量，万t ； 煤层开采损失，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中的落煤损失，万t 。满足要求 1.2 采区内的再划分1.2.1 确定采煤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180250m，巷道宽度为4m4.5m,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-2×q-(2×L2+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=(1100-2×30-(4.5+5) ×5)-4.5)/5=197.6m1.2.2 确定采区内的区段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1-4)式中：L煤层倾斜方向长度(m)；S0采区边界煤柱宽度(m)；L工作面长度(m)；L0回采巷道宽度，因采用综采，故l0取5(m)。N=(1100-30×2)/(195+10)=5.07，取5。1.2.3 工作面生产能力采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度。一个采煤工作面的生产能力可由下式计算： A0= L采*V0* m* C (公式1-5) 式中：A0 工作面生产能力，万t/a ; L采 工作面长度；m， V0 工作面推进度.综采面年推进度可达10002000m，取1200m。煤容重，t /m3C工作面采出率，一般为0.930.97，取0.93 A0= L采*V0* m* C=150*1200*6.9*1.3*0.93=150.2万t1.2.4 确定采区同采工作面数目及接替顺序目前，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60m110211031104110511061107110811091110K1煤层工作面接替顺序：1101110211031104110511061107110811091110对于K2煤层：2101停采线60m210221032104210521062107210821092110K2煤层工作面接替顺序：2101210221032104210521062107210821092110对于K3煤层：3101停采线60m310231033104310531063107310831093110K1煤层工作面接替顺序：3101310231033104310531063107310831093110注：箭头表示回采工作面的接替顺序。1.3 确定采区内准备巷道布置和生产系统1.3.1 完善采区所需的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。1.3.2 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。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）15781100×1.2×2 =2640416.60.000.001100×1.2=1320208.3煤层上山（m）12480.000.001100×1.2×2=2640338.9761100×1.2=1320169.488煤仓(元/m3)1441.2×3.14×42×15/0.924×5=4893.50670.50.000.001.2×3.14×42×5/0.924×5=1631.79623.5甩入石门(元/m)11521.2×10/0.276×5=434.850.10.000.000.000.00合计537.2338.976410.288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）402640×16=42240168.960.000.001320×16=2112084.48煤层上山（m）900.000.002640×16=42240380.161320×16=21120190.08煤仓(元/m3)8093.6×16=1497.611.980.000.0031.2×16=249619.968甩入石门(元/m)80434.8×16=6956.855.70.000.000.000.00合计236.64380.16294.528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)951434.841.350.000.0031.22.97甩入石门(元/m)95193.68.90.000.000.000.00合计50.252.97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537.2338.976410.288维护费用236.64380.16294.528辅助费用50.250.002.97费用总计824.09719.136675.736百分率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。1.3.3确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置回采巷道布置方式.：单巷沿空掘巷掘进方式。分析：已知采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，同时，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。因此有利于综合机械化作业，可以充分发挥棕采高产高效的优势。同时，为减小煤柱损失，提高采出率。综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷掘进方式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，即好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。说明：在采区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置应以达到采区设计产量及安全为准。工作面推进到距回风大巷30米处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷。1.3.4 确定通风系统1.3.5 采区上、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。1.4 采区中部甩车场线路设计1.4.1 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1=14°15，a1= a2=3340, b1= b2=3500。 斜面线路一次回转角1=14°15 斜面线路二次回转角=1+2=14°15+14°15=28°30 一次回转角的水平投影角1=arctan(tan1/cos)=14°4758(为轨道上山倾角16°) 二次回转角的水平投影角=arctan(tan/cos)=29°1734(为轨道上山倾角16°) 一次伪倾斜角=arcsin(sincos1)=arcsin(sin16°cos14°15)=15°2942 二次伪倾斜角=arcsin(sincos)=arcsin(sin16°cos28°30)=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：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=Scot=1900×cot14°15=7481mmm=S/sin=1900/sin14°15=7719mmT=Rtan(/2)=9000×tan(14°15/2)=1125mmn=m-T=7719-1125=6594mmc=n-b=6594-3500=3094mmL=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm1.4.2 确定竖曲线相对位置 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=20000mm 高道竖曲线参数： g=- rg=15°2942-3749=14°5153 hg= Rg(cosrg-cos)=20000(cos3749-cos15°2942)=725.71mm Lg= Rg(sin-sinrg)=20000(sin15°2942-sin3749)=5123.08mm Tg= Rg×tan(g/2)=20000×tan(14°5153/2)=2609.03mm Kg=Rg×g/57.3°=5188.38mm 低道竖曲线参数： d= rd=15°2942-3056=16°38 hd= Rd(cosrd-cos)=9000(cos3056-cos15°2942)=326.75mm Ld= Rd(sin-sinrd)=9000(sin15°2942sin3056)=2485.37mm Td= Rd×tan(d/2)=9000×tan(16°38/2)=1265.71mm Kd=Rd×d/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3×3×2=18m，起坡点间距设为零，则有：H=18000×11+18000×9=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×cos15°2942+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。1.4.3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=0.009tan rg=(H-X)/Lhg=0.011X= L2×id=364.61×0.009=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=14°4758 K1= R1/57.3°=9000×14°4758/57.3°=2324.52mm K2= R2/57.3°=7100×14°4758/57.3°=1833.79mm K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm T1= 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 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm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=11946mm1.4.4 甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度 M2 =a×cos+(b+L+a+L1+Td)coscos+( Td+C1+ T1)cos+ T1+d+Lk =3340×cos16°+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)×cos15°2942×cos14°4758+(1265.71+2000+922.09)×cos14°4758+922.09+14366.25+11946=52262.07mm H2 =(b+L+a+L1+Td)cossin+( Td+C1+ T1)sin+S =(3500+3340+2358.83+1265.71)×cos15°2942×sin14°4758+(1265.71+2000+922.09)×sin14°4758+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 车线 3=1+H=0+360=360mm 4=3+hg=360+725.71=1085.71mm 5=4+m×sin+T1×sin=1085.71+7719×sin14°16+ 1125×15°2942=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)sin=3256.05+(3500+3340)×sin15°2942=5110.1mm 7=6+a×sin=5110.1+3340×sin16°=6030.73mm 车线 8=1+Lhd×id=0+18200.54×0.009=163.8mm 9=8=163.80mm1.4.5绘制甩车场平面图和坡度图 图1-12 车场坡度图图1-11 采区中部车场平面图2 采煤工艺设计2.1 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。2.1.1 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。2.1.2 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； -顶煤放出率,取0.8; -工作面采出率,对于厚煤层取0.93; -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。2.1.3 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。2.1.4 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”。2.1.5 确定放煤方式 选用依次顺序放煤方式，放煤和移架速度快2.1.6 工作面设备选型 序号设备名称数量型号备注1采煤机1MG300W2液压支架137ZFS4400/18/283刮板输送机2SCEC-730/4004转载机1SZZ-764/1325破碎机1PEM1000×6506胶带运输机1SSJ1200/3×200M7喷雾站1XP250/558端头支架6ZFS4800/20/309乳化液泵站1XRB B-80/35.D10磁力启动器111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ZFS4400/16/288中心距1500mm2型式支撑掩护式9外形尺寸4470×1430×1600mm3放煤形式低位放煤10支护强度0.8020.829Mpa4运煤方式双输送机运输11适应煤层倾角25°5高度1.6-2.8m12供液泵压31.4Mpa6工作阻力4315 kN13支架重量13.5t7初撑力3922 kN14设计单位北京开采研究所2.1.7 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。2.1.8 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。2.1.9 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ZFS4800/20/308中心距1500mm2型式支撑掩护式9外形尺寸4570×1420×2030mm3放煤形式开天窗10支护强度0.87Mpa4运煤方式双输送机运输11适应煤层倾角25°5高度2.03-2.98m12供液泵压31.5Mpa6工作阻力4704 kN13支架重量15.57t7初撑力3920 kN14设计单位北京煤机厂2.1.10 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。2.1.11 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=200mm200mm，满足要求； 2=1.8-1.6=200mm200mm，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=k×h1××10-3×g×A/ (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48，此采区顶板结构稳定，可取k=6； h1-工作面采高，m； -岩石密度,kg/m3； A-液压支架的有效作用面积，m2； -压力有效作用系数，此处取=0.8； 将各参数值代入则有： P=6×2.6×2.5×103×10×1.5×5.14×10-3/0.8 =3758.6 kN由于3758.6 kN4225 kN(支架工作阻力)，因此支架选型满足工作要求。2.1.12 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=4.5×2/1.5=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2.1.13 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。2.2 工作面合理长度确定2.2.1 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。2.2.2 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