煤矿采带区万吨生产能力设计方案样本.doc

河南工程学院煤矿开采学课程设计*矿*采（带）区120万吨/年生产能力设计学生姓名： 李 想 学 号： 33473 学 院： 安全工程学院 专业班级： 煤矿开采技术1332 专业课程： 煤矿开采学 指导老师： 赵新涛 年1月11日煤矿开采学课程设计任务书题目 *矿*采（带）区120万吨/年生产能力设计 专业 煤矿开采技术 班级 1332 一 设计题目*矿*采（带）区120万吨/年生产能力设计。 二 设计时间12月29日1月11日 三 设计资料详见本课程设计纲领。四 完成任务（1）设计内容：采（带）区巷道部署、采煤工艺设计、设计图纸。（2）提交课程设计汇报。五 结果要求文字格式要求主标题：三号字、居中、宋体、加黒，段后为自动。 正文：全文宋体、小四号字、段前段后0、行间距1.5，首行缩进2个字符（包含各级标题）。编码：采取中式“一、二、三、（一）（二）（三）123（1）（2）（3）”编码形式，不得采取自动生成格式。其中“一、（一）”做为标题，加黒，单独成行。“1（1）”能够做标题，也能够不做标题，假如做标题，需单独成行，做还是不做标题，均不需要加黒。图表：图表文字及说明等均采取五号宋体。表格要有表头（表头包含表号、表名），表头在表上面并居中加黑。图要有图号、图名，在图下面并居中，不需加黒。公式：采取公式编辑器编写，要规范，必需时要编号，编号要写在公式尾部。装订：A4纸打印，加封面，左侧装订。封面：封面装订，也能够粘贴在学生“课程作业”档案袋表面。图纸要求（需要制图情况）本设计绘制一张大图(二号图纸) ：采（带）区巷道部署平面图和(1：)剖面图（1：）。设计图纸四面各留20mm边框线，右下角留出标题栏。凡设计图中已经有内容，说明书中全部能够不画。指导老师署名： 1月 11日目 录序言2第一章 采区巷道部署4第一节 采区储量和服务年限4第二节采区内再划分6第三节 确定采区内准备巷道部署及生产系统7第四节 采区煤仓设计10第二章采煤工艺设计15第一节 采煤工艺方法确实定15第二节 工作面合理长度确实定20第三节 采煤工作面循环作业图表编制21小 结24参考文件25前 言课程设计内容1、设计题目标通常条件（假象矿井）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2500米，倾斜长度1000米，采(带)区内各煤层埋藏平稳，地质结构简单，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)区服务一条运输大巷部署在K3煤层底版下方25米处稳定岩层中，为满足该采(带)区生产系统所需其它开拓巷道可依据采煤方法不一样由设计者自行决定。2、设计题目标煤层倾角条件煤层倾角条件：煤层平均倾角为25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6.9K1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3.0K2煤层-4.60薄层泥质细砂岩，稳定3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.20K3煤层，煤质中硬，=1.30t/m3。3.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080Mps。24.68灰色中、细砂岩互层第一章.采区巷道部署第一节采区储量和服务年限1因采区生产能力选定为120万t/a2采区工业储量、设计可采储量 (1)采区工业储量 Zc=HLM (公式1-1) 式中： Zc-采区工业储量，万t； H- 采区倾斜长度，1000m； L- 采区走向长度，2500m； - 煤容重 ，1.30t/m3； M- 煤厚度 ，K1,K2,K3煤层厚度分别为M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米；则Zc1=100025006.91.3=2242.5万tZc2=100025003.01.3=975万tZc3=100025002.21.3=715万tZc= Zc1+Zc2+Zc3=3932.5万t (2)设计可采储量 计算永久煤柱损失 P=S2L +B2(H -S2)M (公式1-2) S-采区上下边界煤柱宽度 B-采区左右边界煤柱宽度 H-采区倾斜长度，1000m； L-采区走向长度，2500m； - 煤容重，1.30t/m3； M- 煤厚度，K1,K2,K3煤层厚度分别为M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米； K1,K2,K3煤层永久煤柱损失分别为P1,P2,P3 则P1=3022500+202(1000-302)6.91.3=168.28万tP2=3022500+202(1000-302)3.01.3=73.16万tP3=3022500+202(1000-302)2.21.3=53.65万tP=P1+P2+P3=295.09万t设计可采储量Z=(Zc-P)C (公式1-3)式中 Z- 设计可采储量, 万t； Zc- 工业储量，万t； P- 永久煤柱损失量，万t；C- 采区采出率，K1为厚煤层可取75%，K2,K3为中厚煤层取80%。则Z1=( Zc1-P1)C1 =(2242.5-168.28)0.8=1659.38万tZ2=( Zc2-P2)C2 =(975-73.16)0.9=811.66万tZ3=( Zc3-P3)C3 =(715-53.65)0.9=595.22万tZ=Z1+ Z2+ Z3=3066.26万t (3)采区服务年限 T= Z/AK (公式1-4)式中 T- 采区服务年限，a; A- 采区生产能力，120万t； Z- 设计可采储量，万t； K-储量备用系数，取1.4。T= Z/AK=4080.7 /(1201.4)=24.2a (4)、验算采区回采率 C=(Zc-p)/Zc-(公式1-5)式中 C-采区回采率，% ； Zc -煤层工业储量，万t ； P- 煤层永久煤柱损失，万t； C1=(Zc1-P1)/Zc1=(2242.5-168.28)/2242.5 =92.50% 75%满足要求.C1=(Zc2-P2)/Zc2=(975-73.16)/ 975 =92.50% 80%满足要求C1=(Zc3-P3)/Zc3=(715-53.65)/ 715=92.50% 80%满足要求第二节 采区内再划分1、 确定工作面长度确定工作面长度关键考虑原因有地质条件，煤层厚度，设备性能，巷道部署等，该采区内煤层埋藏平稳，地质结构简单，无断层，煤层瓦斯涌出量较小，且采煤工艺选择是较优异综采，在煤矿生产实践中，工作面长度有加长趋势，考虑到设备选型及技术方面原因综采工作面长度为150240m。、确定煤柱尺寸为使巷道保持良好状态，预防采空区矸石冒落及确保生产安全，需在采区四面留有一定范围采区煤柱，煤柱尺寸大小和煤层上压力及煤体本身强度相关，综合已知条件及所选择采煤方法，在采区左右边界各留20m边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，采区内不再留这类煤柱。, 确定工作面长度有上可知，煤层倾向共有1100-60=1040m长度，走向长度3000-40=2960m。地质结构简单，煤层赋存条件很好，瓦斯涌出量小。巷道宽度为4m4.5m,本采区选择4.5m，且采区生产能力为120万t/a，选定5个区段，采取沿空掘巷方法,巷道间留较小煤柱，取5米。故工作面长度为： L1=(1000-302-54-104.5)/5=175 m2、确定采区内工作面数目回采工作面是沿倾斜方向部署，沿走向推进，采取走向长壁法开采。工作面数目：N=(L-2S)/(L1+2L2) -(公式1-6)式中 L - 煤层倾斜方向长度(m)； S - 采区边界煤柱宽度(m)； L1 - 工作面长度(m)；L2 - 回采巷道宽度，4.5m。 N=(1000-302)/(175+4.52) =5.11，取5.3、工作面生产能力Q = A/（T1.1） -(公式1-7)式中 Q -工作面生产能力，万t ；A-采区生产能力，120万t/a ；T-每十二个月正常工作日，330天。故 Qr = A/T1.1 =120/（3301.1）=3305.79t4、确定采区内同采工作面数及工作面接替次序生产能力为120万t/a,且工作面生产能力为3305.79t。现在开采准备系统发展方向是高产高效生产集中化，采取提升工作面单产，以一个工作面产量确保采区产量，所以定为采区5个区段工作面接替次序，采取下行开采次序 工作面接替次序图区段1区段2区段3区段4区段5图.1-1部署一个综放工作面便能够满足生产设计要求。煤层：区段1区段2区段3区段4区段5(说明：以上箭头表示方向为工作面推进次序)第三节 确定采区内准备巷道部署及生产系统1完善开拓巷道据已知条件，在第一开采水平为该采区服务运输大巷部署在K3煤层底板下方25m稳定岩层中。为了便于掘进及通风，降低煤柱损失提升经济效益，依据所给地质条件及系统所需，回风大巷亦部署在K3煤层底板下方25m稳定岩层中，和运输大巷大水平间距相距1100cos25=996.9米。采区内有三层煤，采取联合部署，每一层全部部署5个工作面，依据相关情况初步制订以下方案进行比较(因为三煤层在设计中相同，所以仅以K3煤层为例说明)2确定巷道部署系统及采区部署方案分析比较采区巷道部署系统依据所学习知识，可采取两条岩石上山，两条煤层上山或一煤一岩上山等部署形式，这里只对两条岩石上山和一煤一岩上山两种方案进行比较：方案一：两条岩石上山在距煤层底板15m处岩石中部署两条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两上山层间距30米，在层为上保持对应高差，使其分别联结两翼区段;平巷不交叉。通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案特点是：岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，工期长，但岩石巷道稳定，受干扰小，服务期限长，维护费用低，有利于通风，运输能力大。图1-2 方案一示意图 方案二：一煤一岩上山在距煤层底板15m处岩石中部署一条岩石运输上山，在煤层中部署另一条轨道上山。通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案特点是：节省了一条岩石上山，相对降低了岩石工程量，节省了成本，但轨道上山不易维护，维护费用高，服务期限短，需要保护煤柱。图1-3 方案二示意图经济技术比较:巷道硐室掘进费用表1-1 方案方案一方案二工程名称单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)157821000 315.61284157810001000128.40157.80累计315.6286.2巷道及硐室维护费表1-2 方案方案一方案二工程名称单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)401000202160904010002010002018080累计160 260费用汇总表表1-4 方案总费用方案一方案二掘进(万元)315.6286.2维护(万元)160260累计(万元)475.6546.2两方案综合比较方案一方案二优 点两条上山均部署在演示中，岩石巷道稳定，受干扰小，服务期限长，维护费用低，有利于通风，运输能力大节省了一条岩石上山，相对降低了岩石工程量，节省成本缺 点岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，工期长轨道上山不易维护，维护费用高，服务期限短，需要保护煤柱费用(万元)475.6546.2有上表可知，选择双岩巷上山采区联合部署方法比较合理，巷道部署情况见采区巷道平面图、剖面图。3 确定工作面回采巷道部署方法分析：回采巷道部署可采取单巷部署或双巷部署两种方法，有已知条件可知，该煤层地质结构简单，煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，直接顶较厚且易跨落，所以有利于综合机械化作业，能够充足发挥综采高产高效优势。若采取单行部署，则巷道断面将达12平米以上，对巷道维护和掘进比较困当，故选择双巷部署形式，减小巷道断面面积，上一区段运输巷道还能够作为下区段回风巷道使用。4.采区上下区段交替生产通风系统示意图采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时通风系统，通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。5采区上下部车场参考采矿设计手册及书本，采区上部车场采取顺向单侧平车场，采区下部车场采取大巷装车经过式。 第四节 采煤中部甩车场路线设计参考网上资料，作图设计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12。铺设600mm轨距线路，轨形为15kg/m，采取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。斜面线路部署采取二次回转方法。 (1) 道岔选择及角度换算 因为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 一次回转角水平投影角1=arctan(tan1/cos)=144758(为轨道上山倾角16) 二次回转角水平投影角=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（2)斜面平行线路联接点参数确定图1-5：图1-5 斜面平行线路联接 本设计采取中间人行道，线路中心距S=1900mm，为简化计算，斜面联接点距中心距和线路中心距相同，曲线半径取R=9000mm，则各参数计算以下：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=0mm 高道竖曲线参数： g=- rg=152942-3749=145153 hg= Rg(cosrg-cos)=0(cos3749-cos152942)=725.71mm Lg= Rg(sin-sinrg)=0(sin152942-sin3749)=5123.08mm Tg= Rgtan(g/2)=0tan(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： 因为是辅助提升，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大于332=18m，起坡点间距设为零，则有：H=1800011+180009=360mm 竖曲线相对位置： L1=(T-L)sin+msin+hg-hd+H=2358.83mm 两竖曲线下端点(起坡点)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和高道起坡点，其间距满足要求，说明S选择mm适宜。(4)高低道存车线参数确定 闭合点O位置计算图1-6：图1-6 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 含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=18200.54-1833.79=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+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+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 由计算结果能够看出提车线得5标高点和甩车线得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第二章 采煤工艺设计 第一节 采煤工艺方法确实定1、 设置采煤工艺。选择K1煤层进行采煤工艺设计（K2,K3属中厚煤层，可选择综采一次采全厚方法进行开采，采煤工艺和K1层煤开采有相同之处，这里不再进行分析）。因为K1煤层厚度为6.9m，属于厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，煤层平均倾角为25.故可采取技术条件优异综合机械化采煤工艺，进行综采放顶煤开采。综采放顶煤工作面“三八”制作业形式，即两班采煤，一班准备。工作面回采工艺步骤为：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、综采工作面设备选择国产设备。依据煤层实际情况，经查采矿设计手册，并对多个型号采煤机进行比较，选择采煤机。 MG2160/710-AWD型电牵引采煤机(西安煤矿机械)产品用途及适用条件 MG2160/710-AWD型电牵引采煤机，是一个多电机驱动，电机横向部署，全机载交流变频调速无链双驱动电牵引采煤机。机面高度853mm，适适用于采高11002600mm，煤层倾角40煤层，综采或高级普采工作面。最大装机功率730kW，更换不一样功率电机可派生出装机功率为710kW采煤机。关键技术特征项目数据单位1.最大计算生产能力800t/h2.采高1.12.6m3.装机功率22160+230+7.5710kW4.供电电压1140v5.滚筒直径1100,1250,1400mm6.截深600mm7.牵引力400240kN8.牵引速度01016.8, 07.612.6m/min9.灭尘方法内外喷雾10.拖电缆方法自动拖缆11.主机外形尺寸116921985853mm12.主机重量29t13.最大不可拆卸尺寸2800950520mm14.最大不可拆卸重量4.5t15.配套运输机槽宽630,730,764mm3、采煤和装煤（1）落煤方法及截深工作面天天推进度 V=Q/LMC。; (公式1-8)Q-采区生产能力，3305.79t；L - 工作面长度(m)；- 煤容重 ，1.30t/m3； M- 煤厚度C-采区回采率，% ；V=3305.79/（1956.91.30.93）=2.1m 采取综合机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。选择采煤机滚筒截深600mm，天天正规循环推进四刀，每个循环0.6m，可满足天天最少推进2.1米要求。（2）进刀方法为提升煤炭采出率，选择端部斜切进刀不留三角煤进刀方法。（3）采放比采煤机割煤高度为2.6m放煤高度平均为4.3m，采放比为1：1.65。（4）放顶步距割两刀放一次顶煤，放顶步距0.62=1.2m。（5）放煤方法单轮、间隔、多口放煤。这种方法丢煤少，混矸少，易于实现高产高效，是一个很好放煤方法。4、运煤工作面采取可弯曲刮板输送机运煤，运输平巷采取转载机和胶带运输机运煤。(1) 刮板机型号SGZ764刮板输送机技术参数（郑州煤矿机械设备）设计长度(m)150200装机功率(kW)2200315输送量(t/h)8001200中部槽中部槽尺寸(长内宽高)1500722275中板厚度(mm)3040底板厚度(mm)2030刮板链刮板链形式中双链圆环链规格2692-C 或30108-C链距120链速(m/s)1.01.2联轴节形式限矩摩擦离合器或联轴器紧链方法闸盘紧链或液压马达紧链卸载方法端卸采煤机牵引方法牵引轮和强力齿轨啮合齿轨节距126适用范围该系列输送机适适用于缓倾斜、长度通常小于工作面。 2 转载机型号SZZ764系列转载机 （郑州煤矿机械集团） 型 号 项 目 SZZ764设计长度(m)5060装机功率(kW)132200输送量(t/h)10001200爬坡角度()10悬空段中部槽规格（mm）1500722609落地段中部槽规格（mm）1750722870刮板链刮板链形式中双链圆环链规格2286-C、2692-C链速(m/s)1.41.5联轴节形式限矩摩擦离合器、弹性联轴器紧链方法闸盘紧链 (2)工作面采取自移式液压支架支护自移式液压支架ZFS3200 /16/28（郑州煤矿机械集团）支撑高度1.62.8 m工作阻力3126 KN初撑力2488 KN支架中心距1500 mm支护强度0.55 Mpa移架步距700 mm支架重量13.9吨 (3)支护方法因为煤层f = 2，顶煤厚度较小，选择立即支护。 (4)移架方法 因为采取立即支护方法，而且工作面天天推进四刀，所以选择次序移架方法。次序式移架速度快，能满足采煤机快速牵引需要，适适用于顶板比较稳定高产工作面。 (5)工作面支架需求量:由 N = L / E ; (公式1-9)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 = 195/1.5=130(架) (6)端头支架因为巷道宽度为4.5m，而架宽为1.431.59 m，所以选2架，上下两端共需4架。 (7)超前支护方法和距离因为采取综采开采，支撑压力分布范围为2030米，峰值点距煤壁前方 5-15m,所以超前支护距离为20米。选择单体支柱和金属铰接顶梁支护。铰接顶梁长度为1000mm。(8)校核支架高度 经查采矿设计手册得到： 在实际使用中，通常所选择支架最大结构高度比最大采高大200mm左右。即 Hmax = Mmax+0.2m。最小结构高度应比最小采高小250350mm。即 Hmin= Mmin-(0.2 50.35)m已知选择 ZFS3200 /16/28 支撑掩护式支架最大结构高度为 2.8m(2.6+0.2)，满足要求。支架最小结构高度为 1.6m1.9-0.25，满足要求。 强度校核： 强度校核公式以下： Q=KH1 (公式1-10) 式中 K-顶板高度系数，取k=5； H1-工作面采高，m； -岩石密度, kg/； 将各参数值代入则有： Q=52.62.5 =0.33 MPa因为0.33 MPa0.55 Mpa (支护强度)，所以支架选型满足工作要求。5、处理采空区 采取全部跨落法处理采空区。 第二节 工作面合理长度验证1从煤层地质条件考虑该采区内可采煤层地质条件很好，无断层，煤层倾角为25，煤层厚度适中，顶底板较稳定，瓦斯涌出量较低，自然发怒倾向较弱，涌水量也较小，所以部署195米工作面比较适宜。2从工作面生产能力考虑 工作面设计生产能力为120万吨/年。正规循环天天进四刀，采煤机滚筒截深为600mm，所以煤层工作面实际年生产能力为： 3300.646.91951.30.93=128.73 (万吨)一个工作面生产就能够满足设计生产能力要求，在完成要求生产任务后，产量还略有富余，这么可确保生