《采矿课程设计》word版.doc

采矿学课程设计 绪论一、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3600米，倾斜长度1100 米，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-30米。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；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，碳质页岩互层0.20碳质页岩，松软3.5K1煤层，=1.30t/m3-4.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬-7.80灰色砂质泥岩0.2-0.5K2煤层-4.60薄层泥质细砂岩，稳定3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.50K3煤层，煤质中硬，=1.30t/m3。3.50灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080Mps。24.68灰色中、细砂岩互层四、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. 采区巷道布置第一节区储量与服务年限 1.1.1采区生产能力选定为150万t/a1.1.2采区的工业储量、设计可采储量一、采区的工业储量Zg=HL(m1+m3)(公式1-1) 式中：Zg-采区工业储量，Mt； 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3.5米； m3- K3煤层煤的厚度，为2.50米；Zg=11003600(3.5+2.50)1.3 =30.888MtZg1=110036003.51.3 =18.018MtZg3=110036002.501.3 =12.870Mt 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%。本设计条件下取80%。二、矿井设计储量的计算采区上下边界采用30m防水煤柱，左右边界采用10m保护煤柱。保护煤柱煤量计算公式如下：=（SS）M式中 采区保护煤柱量，万t；S 采区边界内面积，3960000；S保护煤柱内面积，(3600-20)（1100-60）=3723200；M煤层厚度，m； 煤层的容重，t/ m3；取值为1.3。上煤层保护煤柱：=（3960000-3723200）3.51.3=107.744Wt下煤层保护煤柱：=（3960000-3723200）2.51.3=76.96Wt则采区边界保护煤柱：=107.744+76.960=184.704Wt，取1.847Mt 上煤层设计储量：Zs=Zg-Pb=18.018-1.07744=16.941Mt 下煤层设计储量：Zs=Zg-Pb=12.87-0.7696=12.1Mt 则矿井设计储量：Zs=16.94+12.1=29.041Mt 三、设计可采储量矿井设计可采储量：矿井设计储量乘以采区回采率，为矿井设计可采储量。 Zk=Zsc 式中 Zk矿井可采储量,Mt；Zs矿井设计储量,Mt；c采区回采率，中厚煤层0.8上煤层设计可采储量：Zk=16.9410.8=13.553Mt下煤层设计可采储量：Zk=12.10.8=9.68Mt则矿井设计可采储量：Zk= 13.553+9.68=23.233Mt3、计算采区的服务年限根据煤炭工业矿井设计规范规定：矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。具体矿井设计生产能力的确定应考虑如下因素：（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限则不能将矿区规模定的太大。（2）开发条件：包括矿区所处的地理位置、交通条件、用户、供电、供水、建筑材料及劳动力来源等，条件好者应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。（3）国家需求：对国家煤炭需求量的预测是确定矿区规模的一个重要依据。（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之，则缩小规模。具体结合矿情况：井田储量丰富，煤层赋存稳定，厚度均匀变化很小，顶底板条件好，地质构造简单，无大断层发育，开采条件简单，又煤质好为优质无烟煤，市场需求状况好，经济效益好，但受高瓦斯煤层限制不适宜建特大型矿井，为此，从矿井资源条件、煤层开采技术条件和煤的加工利用以及煤炭外运条件等方面综合考虑，矿井年设计生产能力确定为150Wt/a。矿井服务年限的计算公式为：式中 T矿井的服务年限，a； Zk矿井的可采储量，万t； K矿井储量备用系数，取K=1.5；A矿井设计生产能力，万t/a。则矿井服务年限T=2323.3/1501.4=11.06a4、验算采区采出率采区采出率= 100%采区实际出煤量=(S-s)MRC1式中： S采区面积，3723200s区段面积，区段数为5个，上下保护煤柱宽30m,区段煤柱宽10m,上下山相距20m，区段面积=（302+20）1100+(5-1)10（3600-102）=231200m2；M煤层厚度，m；R容重，1.3t/ m3；C1工作面采出率，厚煤层0.93，中厚煤层0.95；上煤层实际出煤量=（3723200-231200）3.51.30.95=15.094Mt则上煤层采出率=15.094/18.018=83.8%下煤层实际出煤量=（3723200-231200）2.51.30.95=10.782Mt则中厚煤层采出率=10.782/12.87=83.78%根据煤炭工业设计规范规定：采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。符合煤炭工业设计规范规定。第二节 采区内的再划分1、回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。该采区的煤层特征，其煤层赋存条件好，地质条件简单，所以该矿井设计为综合机械化程度比较好的现代化矿井。要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度范围为200300m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以及各区段之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，设计工作面的长度为220m.2、工作面的推进方向和推进度由于前进式的工作面和巷道的维护条件比较好，工作面的推进方向确定为前进式。综采工作面的走向长度一般不宜小于1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，可得出综采工作面的推进度为：V=0.66330=1188m/a3、采区内的工作面数目L=(1100-230)/220=4.727个取5个区段，实际区段斜长为208m巷道宽4m，区段保护煤柱10m工作面实际长度L=208-42-10=190m4、工作面生产能力工作面生产能力采用下式计算：式中 工作面生产能力，万t；采煤工作面长度，m；工作面推进度，V0=0.66330=1188m/a，其中，0.6m为采煤机截深，6为每天进刀数，330为年工作日数； 采高，m； 煤的容重，=1.3t/m3； 采煤工作面采出率，中厚煤层0.95上煤层A1=LV0MRC0=19011883.51.30.95=97.567Wt下煤层A3=LV0MRC0=19011882.51.30.95=69.691Wt采区生产能力为 =(A1+ A3)式中 采区生产能力，万t； 采区掘进出煤系数，取=1.1；则=(A1+A3)=1.1(97.567+69.691)=167.258万t第三节 确定采区巷道布置及生产系统1、 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20m处，轨道上山布置在煤层中。方案二 两条煤层上山布置，两条上山均布置在k3煤层中方案三 两条岩石上山布置，两条上山均布置在k3煤层底板下方25m处2、可行性方案选择（1）技术因素比较 煤层上山：上山布置在煤层中，掘进容易、费用低，速度快，联络巷道工程量少，生产系统较简单，并可补充勘探资料。改进支护、加大上山煤柱尺寸可改善上山维护条件，但会增加一定的煤炭损失。煤层上山的维护难度取决于采深、煤层的强度和厚度、顶底板岩性、煤柱大小和服务时间。采用煤层上山，随着采煤工作面向上山方向推进，上山将逐渐承受工作面前支承压力影响，其受采动影响的程度与煤柱宽度和处于一侧采动还是两侧采动有关。 岩石上山：上山布置在岩层中，掘进速度慢，准备时间长，受煤层倾角变化和走向断层影响小，特别是维护条件好，维护费用低，原因是巷道围岩较煤层坚硬，同时上山又离开了煤层一段距离，受采动影响小，从维护来说，上山布置在整体性强、分层厚度大、强度高的稳定岩层中，还要受与煤层底板保持一定距离，这是由于支承压力是按照衰减和扩展的规律向底板岩层中传播的，距煤层底板愈远，上山受采动影响愈小。另一方面，从掘进工程量来说，上山与煤层底板距离加大后，联络巷道的工程量就要增加。综观以上三种方案，由于双岩上山岩石掘进工程量大，掘进费用高，采区准备时间较长，因此否决方案三。（2）经济因素比较 运输上山掘进费用：方案一：1100(1578+1164)=301.62万元方案二：1100（1284+1164）=269.28万元 轨道上山掘进费用：两方案费用相同 区段联络石门掘进费用：方案一：151（1152+951）=31.755万元方案二：104（1152+951）=21.871万元 采区上部车场掘进费用：两方案相同 采区绞车房掘进费用：两方案相同 运输上山维护费用：方案一：110040=4.4万元方案二：110090=9.9万元 轨道上山维护费用：两方案费用相同 区段运输石门维护费用：方案一 15180=1.208万元方案二 10480=0.832万元 运输上山运输费用：两方案相同 轨道上山运输费用：两方案相同各方案总计费用（相同工程项目除外）：方案一 338.983万元方案二 301.883万元从如上的经济比较中，可以看出双煤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，沿煤层掘进具有超前探煤作用。综合考虑以上因素，运输上山布置在K3煤层底板下20m处，轨道上山布置与煤层中。即：选中一煤一岩上山方式布置生产系统。3、确定工作面回采巷道布置方式.K1煤层为中厚煤层，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，故采用沿空留巷。沿采空区留10m 的护巷煤柱。4、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。K1，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煤层上下边界各留30m防水煤柱，两侧各留10m边界煤柱，在上山附近留15m的停采煤柱。煤层适合综采一次采全高放顶煤。K3煤层一次采全高。第四节 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12。铺设600mm轨距的线路，轨形为22kg/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DK622-4-12(左)道岔。道岔参数为1=2=140210，a=3462mm, b=3588mm。 斜面线路一次回转角1=140210 斜面线路二次回转角=1+2=280420 一次回转角的水平投影角1=arctan(tan1/cos) =142013(为轨道上山倾角12)二次回转角的水平投影角 =arctan(tan/cos) =283604(为轨道上山倾角12) 一次伪倾斜角 =arcsin(sincos1) =arcsin(sin16cos1415) =113812 二次伪倾斜角 =arcsin(sincos) =arcsin(sin16cos2830) =103415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（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=1900cot140210=7600mm m=S/sin=1900/sin140210=7834mm T=Rtan(/2)=9000tan(140210/2)=1108mm n=m-T=7834-1108=6726mm c=n-b=6726-3588=3138mm L=B+T=7600+1108=8708mm1.4.2竖曲线相对位置 竖曲线相对参数： 高道平均坡度：ia=9,rg=arctania=3056 低道平均坡度：id=8,rd=arctanid=2730 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 =113812-3056 =110716 hg= Rg(cosrg-cos) =20000(cos3056-cos113812) =410.26mm Lg= Rg(sin-sinrg) =20000(sin113812-sin3056) =3854.13mm Tg= Rgtan(g/2) =20000tan(110716/2) =1947.12mm Kg=Rgg/57.3 =3881.71mm低道竖曲线参数： d=- rd=113812-2730=111042 hd= Rd(cosrd-cos) =9000(cos2730-cos113812) =184.69mm Ld= Rd(sin-sinrd) =9000(sin113812sin2730) =1887.34mm Td= Rdtan(d/2) =9000tan(111042/2) =880.74mm Kd=Rdd/57.3 =1755.76mm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=180009+180008=306mm竖曲线的相对位置： L1=(T-L)sin+msin+hg-hd+H=1884.11mm两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离为L2，则有L2= L1cos+ Ld- Lg=-114.66mm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20000mm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=0.008tan rg=(H-X)/Lhg=0.009X= L2id=114.660.008=0.91728mm将X带入则可得X=144.49mm，Lhg=17946.59mm1.4.4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=143441K1= R1/57.3 =9000143441/57.3 =2289.75mmK2= R2/57.3 =7100143441/57.3 =1806.36mm K= K1 -K2 =2289.75-1806.36 =483.39mmT1= R1 tan/2=1151.17mmT2= R2 tan/2=908.15mm 存车线长度 高道存车线长度为Lhg=17946.59mm； 低道存车线长度为Lhd=Lhg- L2=17946.59-36.32=17831.93mm； 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=2289.75-1806.36=483.39mm 则有低道存车线得总长度为 L=LhgK=17946.59+483.39=18429.98mm 具有自动下滑得长度为17946.59mm，平破长度为483.39mm，应在闭合点之前。 存车线直线段长度d: d=Lhd-C1-K2 =17831.93-2000-1806.36 =14025.57mm 在平曲线终止后接14025.57mm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=3462+7600+1108=12170mm(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 =3462cos12+(3588+8708+3462+1884.11+880.74)cos113812cos143441+(880.74+2000+908.15)cos143441+908.15+14025.57+12170 =51715.04mm H2 =(b+L+a+L1+Td)cossin+( Td+C1+T2)sin+S =(3588+8708+3462+1884.11+880.74)cos113812sin143441 +(880.74+2000+908.15)sin143441 +1900 =7420.01mm线路各点标高 设低道起坡点标高1=0；提车线： 2=1+hd=184.69mm 5=2+msin+Tsin =184.69+7834sin113812 +1108sin103415 =1968.11mm 甩车线： 3=1+H=0+306=306mm 4=3+hg=306+410.26=716.26m 5=4+(L-L1)sin =716.26+(8708-1884.11)sin103415 =1968.11mm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 =1968.11+(3588+3462)sin113812 =3390.13mm 7=6+asin =3390.13+3462sin12 =4109.9mm 存车线: 8=3-Lhgig =306-17946.590.009 =144.48mm 9=8=144.48mm1.4.5根据结果绘制甩车场平面图如图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2.1. 选第一煤层，即k1煤层为对象设置采煤工艺。 由于K1煤层厚度为3.5m，K2煤层厚度为2.5m，属于中厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，故可用综合机械化采煤工艺，大采高一次采全厚采煤法工作面“三八”制作业形式，即两班采煤，一班准备。采煤机截深为0.6m，。 工作面回采工艺流程为：采煤机割煤、装煤移架采煤机 向下装煤推移刮板输送机斜切进刀推移刮板输送机。2.1.1落煤与装煤 (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)确定工作面日推进度 V=Qr /(L1h ) (公式2-1) 式中： v-日推进度，m/天； Qr -工作面设计生产能力，t/天（已算出 5068.42t）； L1-工作面长度，m； h-采煤机割煤高度（煤层厚度m）， -工作面采出率,对于中厚煤层取0.93; -煤得容重,t/m3; 将数据带入可得: V= 5068.42/190 （3.5+2.5)0.931.3 = 3.68m/d 选择滚筒截深600mm,日进6刀,采用“三八制”，两采一准的工作制度。 (3)进刀方式： 为了合理利用工作时间，提高效率。采用端头斜切煤进刀割三角方式，双向割煤。 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（见图2-1a）； b. 调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿送机移直（见图2-1b）； c. 再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见图2-1c）； d. 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（见图6-1d）。2.1.2工作面设备选型 其设备设备选型及配套应遵循以下原则：（1）液压支架应能适应煤层厚度的变化和顶板的下沉，要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富裕，在最小采高或煤厚时卸得掉。（2）采煤机选型的原则、适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。、满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。 、采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。 、采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。（3）、刮板输送机的选型原则、刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力。、刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。、刮板输送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。根据煤层的实际情况，经查采矿设计手册，选用采煤机。(1)采煤机参数:(1)采煤机MG500/1330采高2.33.6m适应倾角30截深600mm滚筒直径1.8m牵引方式交流变频调速无链双驱动电牵引牵引力927550kN牵引速度010.3517.18mmin滚筒中心距8180mm机面高度1615mm(2)液压支架 ZY35-17/35型式支撑掩护式支撑高度1.73.5m宽度1.421.59m煤层厚度中厚煤层初撑力1884KN工作阻力4000kN支架中心距1500mm支护强度0.73Mpa适应煤层倾角25泵站工作压力14.7Mpa(3)工作面刮板输送机 SGZ764500出厂长度200m运输能力1100th链速1.21m中部槽规格1500764222mm刮板链型式中双链与采煤机配套牵引方式无链(4)刮板转载机 SZB830180出厂长度37.8m运输能力1200ta中部槽规格1500830222mm刮板间距516mm速度1.46ms(5)破碎机 PCM132破碎能力1200th(6)胶带输送机 SSJ1000M输送长度2000m输送量800 th带速2.5 ms(7)高压开关柜 KBZ4501140Y2.1.3运煤支护(4)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。(5)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。(6)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457014202030mm3支架重量15.57t10支护强度0.87Mpa4运煤方式单输送机运输11适应煤层倾角255高度2.03-2.98m12供液泵压31.5Mpa6工作阻力4704 kN7初撑力3920 kN14设计单位北京煤机厂(7)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。(8)校核支架高度与强度在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构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；最小结构高度应比最小采煤高度小250350mm，即：Hmin=Mmin（0.250.35），m2=2.2-1.70.250.35m，满足要求；强度校验：P=(68)9.8SMcos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=89.85.6781.421.32.5cos12=1975KN4000KN经校核，支架高度与强度均符合要求。 (9)确定工作面支架的数量由于端头支架中心距2m，巷道宽度4m，则所需端头支架数量为： N1=42/2=4 架即需要6架端头支架。工作面所需支架数量为： N2=190/1.5=126.7 架取N2=127架，即工作面所需液压之间数量为127架。则一个工作面共需要液压支架的数量为：N=N1+N2=4+127=131 架214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的验证1从煤层地质条件考虑 该采区内的三层可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为12，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190米的工作面比较合适。2从工作面生产能力考虑工作面的设计生产能力为150万吨/年。正规循环每天进六刀，采煤机滚筒截深为600mm，所以K1与K2煤层的工作面实际年生产能力为：3300.6006(2.5+3.5)1901.30.93=156.7(万吨)能够满足设计150万吨的生产能力的要求，两个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，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从运输设备及管理水平角度考虑 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200米刮板输送机。 由于现在提倡管理人员的知识化、年轻化，所以工作面长度为200米在管理上是毫无问题的。4从顶板管理及通风能力考虑 该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在180250m，所以选择的工作面的长度为190米较合适。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100米，剩余1000米，把每个工作面长度定为190米，1000190=5.3，所以取5个工作面。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2.3.1、工作面布置图、循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表(见图纸)。2.3.2、有关工种及出勤人数，可参照教学例题和现场经验