采煤工艺设计与采煤工作面循环作业图表
采矿学-第三章长壁工作面工艺参数、管理及
煤层在最小厚度时，采煤机和液压支架均 能工作
4、综采设备的横向配套尺寸
R=B+z+W+x 式中： B：采煤机滚筒截深，mm z：煤壁与铲煤板之间的距离，一般Z= 100～200mm； W：输送机的宽度，W=F+G+J+V x—前柱与电缆槽之间的距离，x=200～ 400mm；
第三章长壁工作面工艺参数、管理及设计
第一节采煤工作面主要技术参数
第一节采煤工作面主要技术参数
一、采煤工作面长度 （一）影响工作面长度的因素 1、地质因素 工作面长度方向上应以大的断层、褶曲、煤层 厚度变化带、倾角变化带为上下边界。
对于普采工艺，煤厚M2.5m，工作面过长 控顶和管理困难 煤层较薄，工作面过长，作业困难 煤层倾角25，工作面不宜过长 顶板破碎，工作面不宜过长。 瓦斯涌出量限制工作面长度
三
班 15 16 17 18 19
四 20
班 21 22 23
说 明
四六制，三班采煤，一班准备。 双滚筒采煤机双向割煤往返一次进两刀。进刀方式为割三角煤斜切进刀。
普采工作面循环图
炮采工作面“四班交叉”作业循环图示例
（三）劳动组织表
劳动组织表是根据工作面的作业形式 与循环作业各工种工作量和企业劳动定额 规定，计算确定各工种所需定员数目，列 表表示工作面个工作班不同工种应出勤人 数、工时、各班及工作面所配备人员总数。
y
K 60 MBrC
采煤工艺
35支架安装：①后退式安装法。在顶板较好的条件下，开切眼一次掘好或一次阔好，铺轨后或不铺轨即可由里向外逐架进行安装②前进式安装法。在工作面压力大和顶板破碎时可采用由工作面端头开始向里一边阔巷一边安装支架的前进式安装法③掩护式后退安装法。为了解决破碎顶板和金属网假顶下安装支架时的临时支护问题，在支架安装前，先制作专为安装用的掩护架和双抬棚各两架
13放顶步距：每次放顶的宽度
14支护密度就是确定工作面支柱的排距和柱距。采煤工作面支架的支护密度主要决定于顶板压力的大小支柱的最大阻力
15放顶线处的特种支架 密集支柱 丛柱 抬棚 戗柱 木垛
16迎山角 一般向上3~5度
17死柱定义 活柱全部压入缸体 支柱失去可缩性
18死柱原因 1支柱工作阻力不够 活柱下缩量大 2支柱选择不合理 采高小 活柱最低高度大 3才高变化时出现局部地质构造
32工程质量管理：三直两平一净两畅通。三直：煤壁直，运输机直，液压支架直。两平：顶底板平。一净：液压支架净。两畅通：工作面上下出口畅通。
33死架的处理：①增大出撑力法②挑顶法③起底法④松顶松底法⑤防压环法
34下滑事故的预防措施：①正确使用锚固装置②用好支架防滑装置③工作面调成伪斜④改变推溜顺序⑤分组移架
19死柱的处理方法 必须先打一根临时支柱，然后采取局部挑顶卧底方法回撤死柱禁止炮崩，也不允许用绞车或其他机械强制拉出
第五章 采煤方法
一、单一煤层走向长壁采煤法采区巷道布置
（一）采区巷道构成：
1、采区上山
2、区段平巷、开切眼
3、采区车场 4、采区石门 5、采区硐室 6、辅助巷道
（二）采区巷道的掘进顺序
（三）采区生产系统
1、运煤系统
2、运料和排矸系统 3、通风系统 4、供电系统 5、压气和安全用水系统
第四节 盘区与条带准备巷道的布置方式
（三）液压支架的移架方式
（1）单架一次顺序式（单架连续式），适用不稳定顶板， 应用比较多。 （2）分组间隔交错式：移架速度快，适用于顶板稳定的 高产综采面。 （3）成组整体依次顺序式：适用地质条件好，日产量大 的综采面。
（四）液压支架的支护方式
1、及时支护：割煤—移架——推溜 2、滞后支护方式：割煤—推溜—移架
2、按放煤窗口的位置，分为高位、中位、低位放煤方式
3、单输送机、双输送机。 五、综采放顶煤采煤工艺 （一）工艺过程 采煤机割煤——移架——推移前部溜——移后部溜—— 放顶煤（两采一放，三采一放），顺序放煤或隔架轮放。坚 持“见矸关门”的原则。
（二）放煤步距
两采一放或三采一放，放煤步距与循环进刀量成倍数关
指循环进度和昼夜循环次数的总称。
1、循环进度：采煤机的截深。0.5—0.8m。 2、昼夜循环次数 3、正规循环作业：用循环图表来表示。 4、正规循环率：
（二）作业形式
指一昼夜内采煤班与准备班在时间上的配合方式。
1、两采一准。 2、边采边准 3、两班半采煤、半班准备。 4、三采一准：
5、四班交叉三采一准
正悬臂
迈步式走向台棚支护；
基本支架加走向台棚支护。
2、采空区处理
（1）全部跨落法
工作面最大控顶距： 工作面最小控顶距： 放顶距： 一般采用“三五”排控顶或“三四”排控顶。
采煤工艺
工作面端头的管理
• 上端头采用三排JDHB-1000 mm型双销调节定位顶梁铰接 抬棚，其位置为上帮一排，中间一排，下帮一排，柱距1 米，排距1米，最里一架铰接顶梁托住关门一架棚，最外 一架至少要托住煤壁外三架超前棚（3米）。下端头采用 HDJB-1000 mm型双销调节定位顶梁铰接抬棚，其位置为 75KW运输机下帮两排，运输机上帮一排，最里一架托住 关门外一架棚，最外一架要托住煤壁外三架超前棚。中间 顺槽端头支护采用HDJB-1000 mm型双销调节定位顶梁铰 接抬棚，并利用两根3.4米π型钢梁架设抬棚交替迈步，靠 近工作面的一架棚梁单体支柱不得少于6棵。工作面上下 端头靠工作面出现小面超过0.5米时，及时架设3.4米对п 钢梁，对п钢梁间距100 mm，超前梁与托后梁间距为0.6 m，所有п钢棚均为一梁三柱，随工作面推进迈步前移， 步距0.6 m。随着工作的推移，小面长度会有所变化，当 小面内不能架设对π钢梁时，可以采用打设点柱进行支护， 距离达到后及时架设对π钢梁。
特殊时期的顶板管理
• （一）来压及停采前的顶板管理： • 1、工作面老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。 • 2、工作面老顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的 预测预报工作,由技术部在上下顺槽挂牌标明来压位置。 • 3、工作面支架以及上、中、下顺槽所有单体支柱必须达 到初撑力，特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态， 及时采取措施预防冒顶。 • 4、加强上、中、下端头顶板管理，要提高支护质量，适 当加大支护密度，防止出现端头冒顶。 • 5、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。
三、认刀和割煤
• 1、端头认刀：在采煤工作面上下端头部位 斜切认刀 • 2、中部认刀：在采煤工作面中部斜切认刀 • 3、上行割煤（下行割煤）：煤机往上行 （下行）方向运行时割煤的截割方式 • 3、单向割煤：往单一方向割煤的方式，需 有一个返空支护
采煤工作面生产技术管理
十三矿采煤专业主要工种工艺标准 'X5K/sMlj{'}E&I29q 'l x3-J生产技术科 *D6R1e2009年元月7e3B LNZ=N@no"&jAjk一、超前支护工艺标准UV)tqAK0SX二、支架工艺标准Z%* ` a T三、刮板输送机工艺标准T$,Q%,`\Q|四、采煤机司机工艺标准V;a C`dz\五、乳化液泵站工艺标准! J[y6g A六、电气设备工艺标准 mk^wrL *七、油脂管理工艺标准0I G9=_ &八、物料管理工艺标准 T1 S x J1lI8+.nT&sG~'bO tH十三矿采煤专业主要工种工艺标准EEk%) *F一、超前支护工艺标准g *"B;|OA]1. 超前支护必须使用单体液压支柱配铰接顶梁架设走向棚子，禁止使用工字钢代替铰接梁；支护高度和支护形式达到作业过程规定。
@Scy %|;2. 动压区超前段支护高度必须达到1.8米，宽度不小于2.2米。
Et!=Y z1N`3. 超前支护的支柱初撑力不低于11.5MPa，凡是支柱钻底超过100mm、两巷压力大、推进速度慢都必须加垫木柱鞋或尼龙柱鞋，所使用单体柱必须使用油丝绳进行连锁。
支柱编号管理，e-#D5Oy0&4. 采面上、下安全出口必须畅通，高度必须达到1.8米，出口人行道宽度大于700mm。
N&f;o239 d5. 上下短头支护分别使用二队四根3.6米常的gzg必须成对架设使用，一梁三柱，迈步前移，支柱初撑力大于11.5MPa。
`r= 'qa^6. 采面按《作业规程》规定必须做超前出口，并按规定进行支护。
2)]rD'R}l7. 两巷切顶排密集柱不少于三棵，切顶线以里的锚盘、钢带梁必须卸掉。
w aY L8in8. 风巷必须安设两道水幕，并在超前支护外40米`N} 1oPZ@二、支架工艺标准k dA8P UI1. 液压支架初撑力有表显示时不低于25MPa，若无表时以复升时活柱升不动为准。
炮采、普采工作面采煤工艺及安全操作
炮采、普采工作面采煤工艺及安全操作炮采是一种落后的采煤工艺方式，但对复杂的地质条件适应性强，设备简单，所以，广泛使用于条件比较复杂的中小型煤矿。
一、炮采工艺方式炮采工作面的工艺过程有：破煤、装煤、运煤、支护和回柱放顶等。
（一）破煤爆破落煤的生产过程包括打眼、装药、填炮泥、联炮线、放炮等工序。
1、爆破应达到的要求爆破落煤应满足“两高”、“两少”、“五不”的要求“两高”：炮眼利用率高，保证工作面的循环进度；爆破自装率高，保证爆破后煤体松散适度，尽量减少人工攉煤量，同时要防止煤抛到采空区一侧，提高煤炭采出率。
“两少”：尽量增加每一次爆破的炮眼个数，以减少放炮次数，缩短爆破消耗的时间；合理布置炮眼和装药量，降低炸药和雷管消耗，提高经济效益。
“五不”：不崩坏顶板；不崩倒、崩坏支架；不崩翻刮板输送机；不爆底煤，减少工人起底煤的工作量；不出大块煤，减少工人二次破碎煤的工作量。
另外，对有瓦斯、煤尘爆炸危险的工作面进行爆破作业时的特殊安全要求如下：（1）有瓦斯、煤尘爆炸危险的工作面，必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。
（2）放炮工必须由经过专门培训、取得爆破合格证的专职爆破工担任。
爆破作业只准爆破工1人操作。
（3）在爆破作业时，必须执行“一炮三检”和“3人联锁放炮制”。
（4）炮眼封泥必须使用水泡泥，水泡泥外剩余部分炮眼，应用粘土泡泥充填封实，严禁放半炮和出现放炮“打筒”现象。
（5）采煤工作面可以采用分组装药，但一组装药必须一次起爆，严禁在一个采煤工作面使用两台放炮器同时进行放炮。
为达到上述要求，就要根据顶板的稳定程度、煤层厚度和硬度及节理等情况，采用合理的炮眼排列、角度、深度及每眼装药量等。
2、合理的炮眼布置及爆破参数采煤工作面的炮眼布置包括有炮眼布置方式、炮眼深度、角度和炮眼间的距离等内容。
合理炮眼布置一般根据煤层的厚度、煤质的软硬、煤层的层理与节理以及煤层顶底板的情况来确定。
（1）采煤工作面的炮眼布置方式。
31255采煤工作面作业规程
第一章概况第一节工作面位置及井上、下关系工作面位置及井上、下关系表表1-1第二节煤层赋存情况煤层赋存情况表表1-2附图一：工作面综合柱状图。
含煤岩系岩相柱状图插图：2-1煤层顶底板情况表第三节地质构造本工作面范围内煤层走向大致为东北、西南，倾向西北，煤层倾角为10～14°，平均12°左右。
本工作面回采范围内，无大的地质构造。
第四节水文情况本工作面水文地质情况较为简单，水源主要来自顶板极少量裂隙水和日常生产用水，预计正常涌水量0.5m3/h，最大涌水量1.5m3/h。
对工作面推采不构成影响，工作面回采期间，机巷、出口内要及时清挖水沟，以利于泄水畅通。
第五节影响回采的其它因素根据31255机巷与回风巷掘进工作面揭露看，工作面范围内，没有构造及陷落柱，不会对工作面的回采带来影响。
第六节储量及服务年限一、储量：1、工业储量：W＝L1³L2³h³r＝175³40³2.0³1.40＝19600（t）式中：W-----工业储量，t；L1-----本工作面煤层走向长度，取130m；L2-----本工作面煤层倾向长度，取47m；h------平均煤厚，取2.0m；r------煤的容量，取1.40t/m32、可采储量：本面回采率参考值为95%，工业储量19600tW可＝W³95%＝19600³95%＝18620（t）二、采煤工作面服务年限：工作面服务年限＝可采推进长度/月设计推采长度＝175÷(1.0³2³26＝3.365（个月）第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道设计概况一采区是青杠湾煤矿技术科2011年10月设计，现工作面正在施工切眼，预计2012年5月底切眼贯穿后安装形成31255采煤工作面。
该采区工作面采用沿走向长壁布置，在采区下部沿煤层布置轨道巷和运输巷。
二、工作面机巷工作面下部为机巷，沿煤层顶、底板（全煤）掘进，机巷靠工作面侧布置有SGB-320/17型刮板输送机运煤，功率17KW。
正规循环率-工作面循环作业-采煤循环-循环方式
正规循环率工作面循环作业采煤循环循环方式工作面循环作业:即是完成破煤、装煤、运煤、支护、顶板管理等基本工序并周而复始地进行的作业过程。
在一般条件下综合机械化果煤的顶板管理工作大大简化，因此采煤机割煤、移支架、移输送机就成为综采工作面生产中的三个主要工序，沿工作面全长完成这三个工序,也就完成了一个循环。
采煤工作面正规循环作业概念:根据采煤工作面的生产过程，配备一定的工种及定员，在规定的时间内按质、按量、安全地完成既定任务，并保证周而复始地、不间断地进行采煤的作业方法。
采煤工作面正规循环作业标准:①有一个科学的切实可行的作业规程和循环图表，完成规定的正规循环率。
②完成作业规程中规定的产量、进度、效率、煤质、主要材料消耗、工作面煤炭采出率等指标。
③工作面工程质量合格,机电设备完好率不低于 80% ，事故率不超过 2％。
④安全生产，消灭死亡和重大事故。
正规循环率：一般指全月正规循环次数与全月工作日数乘作业规程规定的日循环次数之比，即：月正规循环率(％）＝［全月正规循环次数／(全月工作日数×作业规程的日循环次数）］× 100%上式中：全月工作日数是指当月日历数减去外因素,如例假、检修、停电或其它影响的日数,不能累计逐日的影响时间而后算天数。
回采工作面的正规循环率，按照煤层的地质条件，工作面的机械装备，日进度等而决定。
双循环的工作面，月正规循环率一般不低于75 ％;日进三循环或多循环的月正规循环率一般不低于70％;掘进工作面的正规循环率,一般不低于75％.式中：月正规循环数——是按正规循环标准的要求，逐日累计的统计数，不得用月末总进尺数反算.〈？xml:namespace prefix = o ns= ”urn:schemas—microsoft-com：office:office” />月工作日数——指全月日历日数减去因工作面外部因素影响的日数（如节假日、矿井检修、停电、重大运输和提升事故的影响等）.凡工作面本身事故影响造成的停产日数，仍按工作日数计算.要求:采煤工作面按煤层的地质条件、机械装备条件等，条件好时正规循环率为80%—90％，条件差时为 70%-80% 。
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目录绪论 (2)第一章采区巷道布置 (5)第一节采区储量与服务年限 (5)第二节采区内的再划分 (7)第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统 (9)第二章采煤工艺设计 (14)第一节采煤工艺方式的确定 (14)第二节采煤工作面循环作业图表的编制 (19)设计总结 (20)参考文献 (22)附表绪论一、设计目的（一）初步应用《煤矿开采学》课程所学的知识，通过课程设计，加深对《煤矿开采学》课程的理解。
（二）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。
（三）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（一）设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山阶段某采区、盘区或者带区自上而下开采K1，K2和K3煤层，煤层厚度、煤层间距及顶底板岩性见综合柱状图。
该采区、盘区或带区走向长度2100米，区内各煤层埋藏平稳，埋深较浅，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，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。
设计矿井的地面标高为+30m，煤层露头为-30m。
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，为满足该采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。
（二）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8°，阶段倾斜长度1200m。
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°，阶段倾斜长度1000m。
三、课程设计内容（一）采区、盘区或带区巷道布置设计；（二）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《煤矿开采学》所学的知识，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开掘工程量和维护费用比较。
第一章采区巷道布置第一节区储量与服务年限1、采区生产能力选定为120万t/a2、采区的工业储量、设计可采储量促(1) 采区的工业储量Zg =H×L×(m1+m2+m3)×γ………………………(公式1-1)式中：Zg----采区工业储量，万t；H----采区倾斜长度，1000m；L----采区走向长度，2100m；γ----煤的容重，1.30t/m3；m1----K1煤层煤的厚度，为6.90米；m2----K2煤层煤的厚度，为3.00米；m3----K3煤层煤的厚度，为2.20米；Zg=1000×2100×(6.9+3.0+2.2)×1.3=3303.3万tZg1=1000×2100×6.9×1.3=1883.70万tZg2=1000×2100×3.0×1.3=819.00万tZg3=1000×2100×2.2×1.3=600.60万t(2) 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，厚煤层不低于75%，中厚煤层不低于80%，薄煤层不低于85%，地方小煤矿不低于70%。
本设计条件下K1煤层取75%，K2和K3煤层取80%。
永久保护煤柱:（采区边界永久煤柱损失量和上山煤柱损失。
采区两边边界保护煤柱取10米，采取上部边界煤柱取20米，保护煤柱下部边界取30米保护煤柱；上山之间煤柱取20米保护煤柱，上山两侧煤柱各取30米保护煤柱）P1=[20×2100+30×2100+10×2×(1000-20-30) +30×2×（1000-20-30）+20×（1000-20-30）] ×6.9×1.3=179.4万tP2=（50×2100+100×950）×3.0×1.3=78.0万tP3=(50×2100+100×950) ×2.2×1.3=57.2万tZK1=( Zg1-P1)×C1=(1883.70-179.4)×0.75=1278.23万tZK2=( Zg2-P2)×C2=(819.00-57.2)×0.80=609.44万tZK3=( Zg3-P3)×C3=(600.60-57.2)×0.80=434.72万t设计可采储量为：ZK =ZK1+ZK2+ZK3=1278.23+609.44+434.72=2322.39万t(3)采区服务年限T= ZK/A×K ………………………………………………………(公式1-3)式中：T----采区服务年限，a；A----采区生产能力，120万t/a；ZK----设计可采储量，2322.39万t；K----储量备用系数，取1.4。
T1= ZK1/A×K=1278.23万t/(120万t ×1.4)=7.61aT2= ZK2/A×K=609.44万t/(120万t ×1.4)=3.63aT3= ZK3/A×K=434.72万t/(120万t ×1.4)= 2.59aT= T1+ T2+T3=13.83a ，取14年。
(4)、验算采区采出率1)、对于K1厚煤层:C1=(Zg1-p1)/Zg1………………………………………(公式1-4)式中：C1-----采区采出率，% ；Zg1 ---- K1煤层的工业储量，万t ；p1 ---- K1煤层的永久煤柱损失，万t ；C1=(Zg1-p1)/Zg1=（1883.70-179.4）/1883.70= 90.48% > 75%满足要求2)、对于K2中厚煤层：C2=(Zg3-p3)/Zg3………………………………………………………(公式1-5)式中：C2----采区采出率，% ；Zg2----K2煤层的工业储量，万t ；P2---- K2煤层的永久煤柱损失，万t ；C2=(Zg2-p2)/Zg2=(819.00-78.0)/ 819.00= 90.48%> 80%满足要求。
3)、对于K3中厚煤层：C3=(Zg3-p3)/Zg3………………………………………………………(公式1-6)式中：C3----采区采出率，% ；Zg3----K3煤层的工业储量，万t ；P3---- K3煤层的永久煤柱损失，万t ；C3=(Zg3-p3)/Zg3=（600.60-57.2）/600.60 =90.48% > 80%满足要求。
第二节采区内的再划分1、确定采煤工作面长度由于采用的煤层左右边界各有10m的边界煤柱，上部留有20m防水煤柱，下部留有30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有1000-50=950m的长度，走向长度2100-30×2-20-10×2=2000m。
又由于区内各煤层埋藏平稳，埋深较浅，地质构造简单，无断层，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，且现代采煤工作面有加长的趋势, 故该矿井设计为综合机械化程度高的现代化矿井，考虑到设备选型及技术方面的因素综采综采工作面长度为180-250m，巷道宽度为4m-4.5m，本采区选取 4.5m，且采区生产能力为120万t/a，一个工作面便可以满足生产要求。
K1采煤工作面采取放顶煤方式生产，合理的工作面长度应是在一个生产班内能将工作面内的顶煤全部放完。
据此原则，工作面长度可以用下列式表示：L=n(T/t)Bη=192m式中：L--------工作面长度，m；n--------同时放煤支架数；T--------每班工作时间，min;t---------每架支架放煤所需时间，min;B-------支架宽度，m;η-------每班工作时间利用率。
取：n=2, B=1.5m, T·η=320min , t= 5min故本采区采煤工作面长度定为192m。
2、确定采区内工作面数目回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁采煤法。
工作面数目：N=(L-S0)/(l+l) ……………………………(公式1-7)式中：L ----- 煤层倾斜方向长度(m)；S 0---- 采区边界煤柱宽度(m)； l ----- 工作面长度(m)；l 0 ---- 回采巷道宽度,本处取4.5m 。
N=(1000-30-20)/(192+9) =4.73，取5。
故确定采区内工作面数目为5个。
3、工作面生产能力Q r = A/（T ×1.1） ……………………………………………………(公式1-8)式中：A----采区生产能力，120万t/a ；Q r ----工作面生产能力，万t ； T----每年正常工作日，330天。
故： Q r = A/（T ×1.1） =120/（330×1.1） =3305.78t 4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序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。
以K1煤层为例,5个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序。
K1煤层工作面接替顺序：1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110注：箭头表示回采工作面的接替顺序。
第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统1、完善采区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K煤层底板下方25m的稳定岩3层中，回风大巷布置在采区上部边界。
2、确定采区巷道布置方案及方案分析比较首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，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，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3层煤，每一层都布置5个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较：方案一：两条岩石上山煤层底板15m处岩石中布置两条岩石上山，一条为运输在距K3上山，另一条为轨道上山，两上山层位有一定差距，使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉；石门联系各煤层。