采矿学课程设计.doc

采矿学课程设计 张翔21080059采矿学课程设计说明书 (准备方式：采区布置 煤层倾角：16生产能力：150万t /a)班级： 08采矿-2班姓名： 张 翔学号： 21080059班级序号： 27指导老师：陆菜平完成时间：2010年12月31日目 录序 论2第一章采区巷道布置4第一节 采区储量与服务年限4第二节采区内的再划分5第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统7第四节采区中部甩车场线路设计11第二章采煤工艺设计18第一节 采煤工艺方式的确定18第二节工作面合理长度的确定22第三节采煤工作面循环作业图表的编制23小 结25参考文献26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低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。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煤层底板下方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；3、采煤工艺设计及编制循环图表设计采(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3.50K1煤层，=1.30t/m34.20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6080Mpa。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。本课程设计要对设计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、采区生产能力选定采区生产能力选定为150万t/a2、采区的工业储量、设计可采储量 (1)采区的工业储量 Zg=HL(m1+m3) (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，3600m； - 煤的容重 ，1.30t/m3； m1- K1煤层煤的厚度，为3.50米；m3- K3煤层煤的厚度，为2.50米；Zg1=110036003.501.30=1801.8万tZg2=110036000.351.30=180.18万tZg3=110036002.501.30=1287万tZg= Zg1+ Zg2+ Zg3=3268.98万t/a(2)采区设计可采储量 Zk=(Zg-P)C (公式1-2) 式中： Zk- 采区设计可采储量, 万t； Zg- 采区工业储量， 万t； P- 采区煤柱损失量，万t；C- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%（说明：采区煤柱包括区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及维护上山煤柱。由于K1、K3煤层都为中厚煤层，因此C值取0.8, K2 煤层是薄煤层，C值取0.85）Pk1=349051.33.5423036001.33.51040151.33.528010401.33.5= 182.0910万tPk2=349051.30.35423036001.30.351040151.30.3528010401.30.35= 18.2091万tPk3=349051.32.5423036001.32.51040151.32.528010401.32.5=130.0650 万Zk1=( Zg1-P1)C1=(1801.8-182.0910) 0.8=1295.7672万tZk2=( Zg2-P2)C2=(180.18-18.2091) 0.85=137.6753万tZk3=( Zg3-P3)C3=(1287-130.0650) 0.8= 925.5480万tZk = Zk1+Zk2+Zk3 = 2358.9905万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- 采区生产能力，万t； ZK- 设计可采储量，万t； K-储量备用系数，取1.3。T1= Zk1/(AK)= 1295.7672/(1501.3)=6.64aT2= Zk2/(AK)= 137.6753/(1501.3)=0.71aT3= Zk3/(AK)= 925.5480/(1501.3)=4.75aT = T1+T2+T3=12.1a ,取13a (4)验算采区采出率采区采出率 C=(Zg-P)/Zg (公式1-4)式中： C-采区采出率，% Zg - 采区的工业储量，万t P - 采区的煤柱损失量，万t K1煤层：C1=（Zg1P1）Zg1=(1801.8-182.0910)1801.8=89.89% 80% K2煤层：C2=（Zg2P2）Zg2=(180.18-18.2091)180.18=89.89% 85% K3煤层：C3=（Zg3P3）Zg3=(1287-130.0650)1287=89.89% 80% (符合国家对采区采出率的要求。)第二节 采区内的再划分1、确定工作面长度由已知条件知：该采区边界各有15m的边界煤柱，上部防水煤柱为30m，下部留30m护巷煤柱，故剩余倾斜长度为：110060=1040m。采区划分为5个区段，采煤工艺选取较先进的综合机械化采煤。一般而言，综采工作面长度为180250m，巷道宽度为4m4.5m,本采区选取4.5m，采区生产能力为150万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，故工作面长度为：L=（110060-454.510）5=195m2、确定采区内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：N=(L-S0)/(l+l0) (公式1-5)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4.5(m)。 N=(1100-302)/(195+24.5) =5.10 ，取 53、工作面生产能力工作面日生产能力：Qr = A(T1.1) （公式16）式中： Qr 工作面生产能力，tdA采区生产能力，ta T每年正常工作日，330dQr = A(T1.1)=1500000(3301.1) =4132.23 td4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为150万t/a,且工作面生产能力为4132.23td。目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为采区内一个工作面生产。工作面布置（双翼布置）图如下图所示： K1煤层K3煤层11011102330133021103110433033304110511063305330611071108330733081109111033093310工作面接替顺序：左右交替，左边开采，右边准备；采区内自上而下开采，先采完上区段，后开采下区段；煤层间自上而下开采，先采K1煤层后采K3煤层最终达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示：11011102110311041105110611071108110911103301330233033304330533063307330833093310（说明：以上箭头指向表示工作面接替顺序。）第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统1、根据所选题目条件，完善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K3煤层中上部边界开掘一条阶段回风大巷。第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷，布置在K3煤层底板下方25m处的稳定岩层中。2、确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较按采区上山数目、位置的不同提出两个方案：方案一：在K3煤层中开掘一条轨道上山，在距K3煤层10m处的底板岩层中开掘一条运输上山，即一煤一岩上山，如下图所示方案二：在K3煤层中开掘两条上山（轨道上山与运输上山），即双煤上山，如下图所示(1)两种方案在经济上比较掘进费用表： 方案 工程方案 方案一方案二单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）157810401.2=1248196.934400煤层上山（m）128410401.2=1248160.243210401.22=2496320.4864煤仓(元/m3)1441.23.14425/0.9245=1631.16923.500甩入石门(元/m)11520000合计380.6776320.4864维护费用表：方案工程名称方案一方案二单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）40.0000 124816=1996879.8720 0.0000 0.0000 煤层上山（m）90.0000 124816=19968179.7120 249616=39936359.4240 煤仓(元/m3)80.0000 15616=249619.9680 0.0000 0.0000 甩入石门(元/m)80.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 合计279.5520 359.4240 辅助费用表：方案工程名称方案一方案二单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）煤仓(元/m3)951.00 31.20 2.97 0.00 0.00 甩入石门(元/m)951.00 0.00 0.00 0.00 0.00 合计2.97 0.00 费用总汇表： 方案费用项目方案一方案二掘进费用380.6776320.4864维护费用279.552359.424辅助费用2.970费用总计663.1996679.9104百分率100%103%（说明：由于其它各项费用基本相同，所以不进行比较。）可得出双煤上山的费用是一煤一岩上山的1.03倍，在费用上多出3%，即一煤一岩上山在经济上比较占优势。（2） 两种方案在技术上比较采区方案技术比较表方案项目第一方案 一煤一岩上山方案第二方案 双煤上山方案1、掘进工程量工程量大比第二方案多掘石门工程量小2、工程难度困难较容易3、通风距离较长 每区段增加了通风距离短4、管理环节多少5、巷道维护一条煤层上山，维护工程量较大，费用较高维护工程量大，维护费用高6、支架回收煤层上山可以回收复用可以回收，可以复用7、工程期岩石上山掘进速度慢，工程期较长双煤上山掘进快，投产快 当采用双煤上山布置时，由于最下部的K3煤层为维护条件较好的中厚煤层，煤质中硬，且顶部为稳定的灰色细砂岩，所以上山布置在K3煤层中，维护相对容易，且上山掘进速度快，可实现早投产。如果采用一煤一岩上山布置，虽运输上山为岩巷，较容易维护，但其掘进速度慢，不利于早投产，且工作量大。而且两个方案的总费用基本相同。综合经济和技术比较，最终决定将采区上山布置在K3煤层中，即采用双煤上山，两条上山间距为20m，上山两侧各留30m的保护煤柱。3、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置根据煤层储存条件可知，K1煤层厚3.5m，K3煤层厚2.5m，都为中厚煤层，瓦斯含量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，易于维护。工作面走向推进长度为1745m左右，采用单巷布置，且一个工作面就可以达到设计生产能力的要求。综合考虑，回采巷道布置方式采用单巷沿空掘巷。4、在采区巷道布置平面内，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量为准该采区采用双翼开采，在采区两侧各留15m煤柱，开始布置工作面，进行推进。由于采区上山布置在K3煤层中，在离上山30m处停采，留30m煤柱保护采区上山，两条上山中间留20m的保护煤柱。K1、K3煤层相距20m左右，由于相距较近，因此两层煤所留煤柱相同，工作面布置及推进到的位置也一样。5、采区内上、下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图采区内上下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图如下图所示6、采区上、下部车场选型采区上部车场选用单向甩车场；采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式下部车场。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1=1415，a1= a2=3340, b1= b2=3500。斜面线路一次回转角1=1415斜面线路二次回转角=1+2=1415+1415=2830一次回转角的水平投影角1=arctan(tan1/cos)=144758(为轨道上山倾角16)二次回转角的水平投影角=arctan(tan/cos)=291734(为轨道上山倾角16)一次伪倾斜角=arcsin(sincos1)=arcsin(sin16cos1415)=152942二次伪倾斜角=arcsin(sincos)=arcsin(sin16cos2830)=15416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=1900cot1415=7481mmm=S/sin=1900/sin1415=7719mmT=Rtan(/2)=9000tan(1415/2)=1125mmn=m-T=7719-1125=6594mmc=n-b=6594-3500=3094mmL=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=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=152942-3749=145153 hg= Rg(cosrg-cos)=20000(cos3749-cos152942)=725.71mm Lg= Rg(sin-sinrg)=20000(sin152942-sin3749)=5123.08mm Tg= Rgtan(g/2)=20000tan(145153/2)=2609.03mm Kg=Rgg/57.3=5188.38mm 低道竖曲线参数： d= rd=152942-3056=1638 hd= Rd(cosrd-cos)=9000(cos3056-cos152942)=326.75mm Ld= Rd(sin-sinrd)=9000(sin152942sin3056)=2485.37mm Td= Rdtan(d/2)=9000tan(1638/2)=1265.71mm Kd=Rdd/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)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=2358.83cos152942+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=0.009tan rg=(H-X)/Lhg=0.011X= 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=144758 K1= R1/57.3=9000144758/57.3=2324.52mm K2= R2/57.3=7100144758/57.3=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=11946mm(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 =3340cos16+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)cos152942cos144758+(1265.71+2000+922.09)cos144758+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)cos152942sin144758+(1265.71+2000+922.09)sin144758+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)sin152942=3256.05mm 车线 3=1+H=0+360=360mm 4=3+hg=360+725.71=1085.71mm 5=4+msin+T1sin=1085.71+7719sin1416+ 1125152942=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)sin152942=5110.1mm 7=6+asin=5110.1+3340sin16=6030.73mm 车线8=1+Lhdid=0+18200.540.009=163.8mm 9=8=163.80mm(9)根据结果，绘制甩车场平面图如图1-11，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1、选第三个煤层，即K3煤层,进行采煤工艺设计，布置采煤工作面由于K3煤层厚2.5m，煤质中硬，因此采用综合机械化采煤，一次采全高。工作面回采工艺流程为：采煤机向上割煤、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、综采工作面的设备选用国产设备。由于设备资料来源的原因，选用国产综采设备。各设备技术参数(1)采煤机MG500/1330-WD（西安煤机厂）采高2.34.5m适应倾角30截深1000mm滚筒直径2.0m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（郑州煤机厂）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（张家口煤机厂）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（张家口煤机厂）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（张家口煤机厂）破碎能力1200th(6)胶带输送机 SSJ1000M（西北煤机厂）输送长度2000m输送量800 th带速2.5 ms(7)高压开关柜 KBZ4501140Y3、采煤与装煤(1)确定采煤工艺、截深及日进刀数采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。依据选取的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：（公式21）式中：V采煤工作面每天的推进度，md Qr采煤工作面日生产能力, tdL采煤工作面的长度，mM采煤工作面的采高（取K3煤层厚度2.5m）煤的容重，t/m3C工作面的采出率（由于K3煤层为中厚煤层，因此C值取0.95） 则：因选用的采煤机截深为1000mm，若每日推进八刀，共推进1.08=8m，可满足每天至少推进6.86m的要求。(2)确定进刀方式为了合理利用工作时间，提高工作效率，采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，并采用及时支护。进刀深度1.0m。采煤机进刀示意图如图所示，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(如图a所示)；b、调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直(如图b所示)；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(如图c所示)；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(如图d所示)4、运煤(1)支架选型采用液压支架支护，选择工作面支架的型号为：ZY35-17/35，为支撑掩护式支架。(2)移架方式由于K3煤层上方有3.2m的中硬灰色细砂岩，再上面是4.6m的薄层泥质细砂岩，所以选用依次顺序移架方式。依次顺序移架方式:采煤机割煤后依次顺序逐架前移。这种方式操作简单，容易保证支护质量。(3)支护方式由于K3煤层煤质中硬，为防止片帮和冒顶，所以选用及时支护方式，选用ZY35-17/35支撑掩护式支架。(4)工作面支架需要量工作面支架的需要量 （公式22）式中：工作面支架数目（取整数）L工作面长度，me架中心间距（ZY35-17/35型支架e值取1.5m） 取=130(5)端头支架由于巷道宽度为4.5m，选用宽度为2.1m型号为PDZ的端头支架两台架，即两端共有4架。(6)超前支护方式和距离超前支护方式采用单体支柱和金属铰接顶梁支护。由于压力峰值点距煤壁前方10m左右，所以超前支护距离选25m。(7)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=2.3-1.70.250.35m，满足要求；强度校验：P=(68)9.8SMcos （公式23）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=89.85.6781.421.32.5cos16=1975KN4000KN经校核，支架高度与强度均符合要求。5、处理采空区采用全部垮落法。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三个煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为16，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195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。正规循环每天进八刀，采煤机滚筒截深为1000mm，所以K3煤层的工作面实际年生产能力为： 3301.082.51951.30.95=158.94(万吨)能够满足设计生产能力的要求，一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米刮板输送机能够利用国内先进的技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。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米左右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195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125米，剩余975米，把每个工作面长度定为195米，975/195=5，为5个区段。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1、工作面布置图（设计图纸中）、循环作业图（设计图纸中）、劳动组织表（表21）、技术经济指标表（表22）2、工种及出勤人数的安排，如下表（表21）所示：工作面劳动组织表（表21）序号工种早班中班夜班合计1班长22262采煤机司机33283输送机司机11134转载机司机11135皮带机司机11136移架工33177推溜工22268超前维护工663159跟班电工221510运料工4411安全质