第一节地质概况.docx
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第一节地质概况
第一章地质概况
一、工作面概况
1、地面位置：
12240采煤工作面位于巩义市大峪沟镇外沟以北。
2、井下位置：
12240采煤工作面位于西二采区西翼，南临12220工作面（已回采）。
北临12260工作面（未掘），东临12130工作面（已回采）。
3、地面标高：
237.6m～281.5m。
4、工作面标高：
73.767m～93.54m。
5、工作面长度：
工作面走向长400m，切眼长为120m。
6、回采对地面设施的影响:
由于煤层埋藏较浅，开采煤层厚度较大，井下采动波及到地表，会在地表产生塌陷区，工作面附近100m范围内都可能受到采动影响。
二、煤层赋存情况
该工作面回采的二1煤层俗称“黄煤”，赋存于二迭系山西组下方。
煤层由于受沉积环境及后期构造变动的影响，厚度不均匀，变化较大，煤层倾角为4°～7.5°，煤层平均厚度为3.0m，煤质为黑色无烟亮煤，质轻性脆有沥青光泽的无烟煤，煤质松软，强度极低，硬度系数为0.17，极易冒落。
三、地质概况
从整体上看，该工作面为南高北低的单斜构造，工作面煤层的倾角在4°～7.5°之间。
工作面在掘进送巷中未发现大的地质构造，有些地方发现一些小型褶曲构造，对工作面回采影响不大。
工作面的详细地质资料有待于进一步查明。
四、围岩及其特征
围岩及特征表1－1
围岩名称
岩层名称
厚度（m）
岩石描述
老顶
细粒砂岩
6.43
深灰色厚层状，性硬脆颗粒均匀，节理充填白色薄膜，底为砂质泥岩和泥岩互层
直接顶
砂质泥岩
9.66
黑色细密含云母片及植物化石，底为炭质泥岩，污手有滑感，少夹煤缐
直接底
炭质泥岩
10.69
黑色薄层状，局部夹煤缐和细砂岩，含方解石脉,具有劈理片理结构
老底
石灰岩
1.90
深灰色厚层状硬脆有方解石脉破碎
在直接顶、直接底与煤层之间，局部存在伪顶和伪底，其岩性多为炭质泥岩或泥岩，厚度一般小于0.50m。
附工作面综合柱状图1－1－1。
五、水文地质情况
该地区水文地质条件简单，主要含水层为顶板砂岩，底板太原群上部灰岩，富水性极不均匀。
掘进送巷过程中，下付巷有顶板淋水，在工作面推采过程中，探水组需加强工作面超前探放水，必须坚持“有疑必探，先探后采”的原则。
六、影响回采的其它地质因素
1、瓦斯：
根据近年的瓦斯等级鉴定报告，本矿井瓦斯相对涌出量为4.67m3/t，瓦斯绝对涌出量为8.71m3/min。
属于低沼矿井。
2、煤尘：
煤尘无爆炸危险
3、煤的自燃：
煤层无自燃发火倾向
4、地温：
地温正常
5、煤与瓦斯突出：
区内煤层无煤与瓦斯突出危险
七：
工作面储量计算：
本工作面上辅巷可采长度为400m，下辅巷可采长度约400m，切眼倾向计算长度120m，煤层计算厚度3.0m,煤的容重为1.6t/m3
煤层的回收率为95％。
工业储量：
400×120×3.0×1.6＝230400吨
设计可采储量：
工业储量×95％＝218880吨
可采期：
400÷1.1＝363天
其中：
工作面每天推采进尺为1.1m。
第二章工作面巷道布置及生产系统
第一节工作面巷道布置
工作面切眼长约120m，上辅巷约长400m，下辅巷约长400m，工作面由西向东，沿走向开采。
工作面采用EDA25—30/100单体液压支柱，配合2.4米“∏”型钢梁，齐梁直线柱对子棚支护方式，工作面采用SGD—420/22型可弯曲刮板输送机运煤。
上下辅巷采用SPJ-800型皮带输送机运煤。
附工作面巷道布置图2－1－1。
1、工作面支护
根据多年矿压观测经验，工作面支架布置采用正悬壁，一梁三柱和一梁两柱П型钢梁对子棚支护，对子棚采用矩形断面，棚距（中—中）0.7m，柱距（中—中）2.2m（一梁两柱）和1.1m（一梁三柱），柱中距梁端保持0.1m，工作面净高2m，最大控顶距3.5m，最小控顶距2.4m（长梁段最大控顶距4.7m，最小控顶距3.6m），顶至少用2块荆排儿、6根小圆木闭顶，梁上小圆木要均匀分布。
煤壁和空帮每棚之间各用荆排儿、小圆木闭帮。
小圆木直径不小于0.05m，长为0.8m，顶帮要求闭严背实，无空帮空顶现象。
2、工作面上、中、下安全出口支护
工作面上、中、下安全出口支护采用3.6m长的П型钢梁4组8根，每根梁由4根单体液压支柱支撑。
安全出口长2m、宽1m、高2m。
工作面上、中、下安全出口与工作面同步前进，并且配专人进行作业，抬棚必须架设合理，保证抬棚抬住上、下辅巷的支架棚梁。
3、上、下辅巷超前支护
采煤工作面上、下安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须使用П型钢梁和单体液压支柱打两排抬口棚进行加强支护，且两排抬口棚的长度均不得小于20m，每组抬口棚必须采用一梁三柱支护方式，超前支护的顶梁与棚梁接触要严密，接触不严时，要用楔子打紧背实。
上、下安全出口及衔接的20m辅巷都不得低于1.8m高。
上下付巷控顶距严格控制，上付巷与工作面放齐，下付巷最多滞后1.2m。
安全出口必须设专人维护，发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖。
4、工作面上下辅巷支护
巷道支护状况表2－1
巷道名称
支护形式
净断面
支护规格
棚距
用途
设备
上辅巷
矿工钢
抬棚
5.6㎡
梯形顶梁2.2m，腿2.2m，高2m
0.7m
回风、运煤
皮带、刮板输送机
下辅巷
矿工钢
抬棚
5.6㎡
梯形顶梁2.2m，腿2.2m，高2m
0.7m
进风、运煤
皮带、刮板输送机
上、下辅巷采至矿工钢梁支架前，要先用π型钢梁、单体液压支柱单排支护把矿工钢支架替换掉，替换长度距工作面出口应不少于5m。
采用支护规格：
梁长2.2m，腿长2m，下奓3.2m,巷道净高不小于1.8m，棚间距0.35m。
上、下辅巷其它地段采用梯形矿工钢支架，梁长2.2m（净口2.0m）、腿长2.2m，巷道净高2m，净断面5.6m2。
两帮及顶梁均用荆笆、背木闭严背实。
第二节生产系统
1、提升系统
主井提升配备JT1.6/1224型单滚筒绞车。
副井提升配备2JT2.5×1.5/20型双滚筒提升绞车。
说明：
本矿运煤采用皮带提升，主井提升绞车用于主井皮带的检修和运送检修设备。
副井绞车用于全矿井提矸、下料、升降人员等辅助提升。
2、运输系统
1）运煤系统
采煤工作面12240工作面下付巷西二皮带运输巷
西二煤仓+100水平运输大巷井底煤仓
主斜井地面煤场。
2）运料系统：
副斜井+100水平运输大巷西二绕巷西二北部石门12240下辅巷采煤工作面。
说明：
工作面安装了SGD-420/22型刮板输送机，煤经工作面下辅巷、西二皮带运输巷的SPJ-800吊挂式皮带到西二煤仓，由西二给煤机给煤经大巷六、七、八部GDJ-800固定式皮带到井底煤仓，通过K4往复式给煤机将煤送至主斜井胶带输送机，主斜井安装一部强力胶带输送机将煤送至地面。
材料运输采用1吨固定式矿车，由副井2JT2.5×1.5/20型双滚筒提升绞车将材料运送到+100运输大巷，大巷使用XK5-6/90-KBT矿用防爆型蓄电池机车将材料运到工作面料场。
3、通风系统
本工作面采用全风压上行式通风。
附工作面通风系统图2－2－1。
1）风流路线：
新鲜风流：
主副斜井井底车场+100运输大巷北部石门12240工作面下辅巷采煤工
作面。
乏风流：
工作面工作面上辅巷中三西回风巷西二轨道上山西二风井地面。
2）风量计算：
A、按工作面同时工作最多人数计算：
Q=4NK=4×100×1.25=500m3/min
式中：
Q—工作面所需风量：
m3/min
N—工作面同时工作的最多人数，取100人
K—风量备用系数取1.25
B、按工作面沼气涌出量计算：
Q=100q沼·K=100×4.67×1.35=630.45m3/min
式中：
q沼—工作面中沼气绝对涌出量取4.67m3/min
K—工作面沼气涌出不均衡系数取1.35
C、按炸药量计算：
Q=25A=25×1.5=37.5m3/min
式中：
A—工作面一次爆破使用的最大炸药量
D、按工作面温度计算：
Q=60VS=60×1×5.8=348m3/min
式中：
V—工作面平均风速，按工作面空气、温度、湿度的对应关系，取1m/s。
S—工作面平均断面，取5.8㎡
根据计算结果，工作面所需风量最大值为630.45m3/min。
考虑工作面的环境因素，本工作面取700m3/min。
E、风速验算：
工作面最大风速为：
V大=700/（2.4×2×60）=2.43m/s〈4m/s
工作面最小风速为
V小=700/（3.5×2×60）=1.1.67m/s〉0.25m/s
综上所述，本工作面需用风量取700m3/min，符合《煤矿安全规程》要求。
4、供电系统
地面变电站主斜井中央变电所一号变电所
采煤工作面
说明：
大峪沟35kv变电站将6kv电压经井下中央变电所供应到采区一号变电所，在经一号变电所两台kSGB-315变压器变压后供应到采煤工作面。
5、防尘供水系统
矿井建有防尘供水系统，井下防尘采用静压供水，由平地水仓架设输水管道，经副斜井、大巷送至工作面。
井下主要运输巷、采煤工作面及运输线每部转载机头处都安装了洒水喷头进行洒水灭尘。
6、液压系统
矿井在西二北部石门内建有一泵站峒室，乳化液通过高压胶管经12240工作面下辅巷到达工作面。
7、通讯系统
在工作面上、下辅巷各运输设备转载机头处，安装了直通调度室的程控电话。
8、瓦斯监测系统
1）瓦斯自动检测报警断电装置
地面监控室安装了KJ95N型瓦斯监控系统，对井下瓦斯情况进行监控。
在工作面上辅巷安装瓦斯自动检测报警断电装置。
检测回采工作面回风流中沼气的探头，安装在距上辅巷回风口10～15m处，报警浓度为CH4≥1.0％、断电浓度为CH4≥1.0％，复电浓度为CH4<1.0％，断电范围为工作面和上、下辅巷所有电气设备。
说明：
传感器应吊挂在巷道中间，距顶板不大于300mm，距侧壁不小于200mm,并有专人负责。
2）便携式甲烷报警仪的配备和使用
队长、技术员、放炮员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1％），必须进行处理。
当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在采煤工作面上隅角，当发生报警时，必须停止工作并进行处理。
第三章采煤方法及回采工艺
第一节采煤方法
根据12240工作面煤层赋存情况，结合我矿现有技术条件，经公司研究决定工作面采用单一走向长壁后退式开采法；采用全部跨落法管理顶板；确定回采工艺为：
炮采放顶煤（一次采全高低位放顶）。
该工作面采用2.4m长的∏型钢梁配EDA25—30/100单体液压支柱对子棚支护，工作面及运输辅巷采用SGD—420/22型刮板输送机运煤，物料由人工从上下辅巷运输。
工作面最大控顶距3.5m，最小控顶距2.4m（长梁段最大控顶距4.7m，最小控顶距3.6m），循环进度1.1m，采高2.0～2.2m。
第二节回采工艺
一、工作面机械设备配备
1、工作面机械设备配备见表3－1。
2、乳化液的配制及供应
乳化液是工作面支护动力载体，也直接影响泵体和支架寿命，因此配制时一定按规定的配方和程序进行，配比浓度应在3％～5％。
具体配比按乳化液配制使用规程执行。
泵站安装及管路敷设：
在西二北部石门有一泵站峒室，内设两台XRB2B（A）型液压泵；高压胶管的经北部石门、工作面下辅巷到工作面。
表3－1机械设备配备
序
号
机械设备
名称
数
量
单
位
规格型号
安装地点
备注
1
刮板输送机
3
台
SGB-420/22
工作面
22KW
2
刮板输送机
1
台
SGB-420/22
下辅巷
22KW
3
刮板输送机
1
台
SGB-420/22
上辅巷
22KW
4
皮带输送机
1
台
SPJ-800
下辅巷
30KW
5
皮带输送机
1
台
SPJ-800
上辅巷
30KW
6
皮带输送机
3
台
SPJ-800
西二皮带
运输巷
30KW
7
乳化液泵
1
套
XRB2B（A）
北部石门泵房
37KW
8
煤电钻
3
台
ZZBL-2.5
工作面
1.5KW
二、回采工艺
1、回采工序
工作面采用放炮落煤，人工架棚，回采工艺流程为：
打眼放炮移主梁（护顶）攉运煤移付梁
放顶煤移溜。
2、回采工序说明
1）打眼放炮落煤
炮眼布置参数及特征：
炮眼采用三花眼布置，其特征详见炮眼布置图3－1所示。
炮眼与顶、底板的距离和角度视煤层情况可适当调整，顶眼一般沿水平方向眼距1.4m，眼口距顶板0.6m，炮眼与煤壁垂直，眼深1.2m；底眼下扎角5°～10°，眼距1.4m，眼口距底板0.6m，炮眼与煤壁的夹角为55°～60°，眼深1.2m。
2.装药量：
顶、底眼装药量均为0.5～1码（75g～150g），并不得超过1码。
3.爆破器材及设备:
工作面使用MFB50-2型起爆器起爆；用煤矿乳化炸药和瞬发电雷管爆破。
用BBZL-2.5型煤电钻打眼。
4.装药：
装药前，必须首先清除炮眼里的煤粉，然后用炮棍将药卷轻轻推入眼底，封填炮眼必须用炮泥填满封实，严禁用煤粉或其它杂物充填炮眼，装药封孔后，必须把雷管脚线拧在一起盘好放在眼口。
5.联线方式：
采用串联方法。
6.起爆顺序和长度。
采用分段开帮爆破的方法做巷，每段长度5—7m，每段一次起爆长度不得超过2m，起爆顺序自下而上底眼、顶眼依次起爆。
7.爆破说明：
1）爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。
爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备的地点。
爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
2）从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。
抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。
3）炮眼布置一个间隔一个眼，每孔装药量不得超过1码。
0.6m
o1.4mooooo
1m
oo1.4moooo
0.6m
55º-60º55º-60º55º-60º
1.2m55º-60º55º-60º5º-10º
炮眼布置图3－2－1
表3－2爆破参数
炮眼
名称
眼
深
m
角度
每孔
装药量
万吨耗量
每循环耗量
水平
垂直
雷管
炸药
雷管
炸药
顶眼
1.2
55°～60º
90º
0.5～1码
4210发
631kg
155发
18kg
底眼
1.2
55º～60º
80º～85º
0.5～1码
注：
万吨耗量只算开邦煤量，不算放顶煤量。
4）装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：
（1）必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。
严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。
装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。
（2）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。
（3）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。
电雷管必须全部插入药卷内。
严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
（4）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。
5）炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。
严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。
无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。
严禁裸露爆破。
6）当炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮等确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥；当炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2；当炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。
7）处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。
如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
处理拒爆时，必须遵守下列规定：
（1）由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
（2）在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
（3）严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。
不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。
（4）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。
（5）在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
8）放炮员必须持证上岗，无证不准顶岗放炮。
坚持炸药、雷管分装分运及领退制度，严禁使用失效的药管，当班用不完的药管必须退库，严禁乱扔乱放。
9）必须坚持谁连线谁放炮的原则，严禁多人放炮或一次装药多次起爆。
10）放炮器钥匙必须由放炮员随身携带，不得转交他人，放炮必须使用放炮器，严禁使用其它电源放炮。
2）移主梁（护顶）
工作面采用一梁三柱（主梁）和一梁两柱（付梁）对子棚支护。
放炮前，为移梁方便和便于工作面电缆及液压管子悬挂，可先将回采区域的主梁空邦柱回掉，支设在付梁中间，与主梁中间柱并齐。
放炮后，先掏梁窝，梁窝深度为100mm，梁窝掏成后，卸下主梁煤壁侧及中部支柱，将主梁向前移1.1m，移好后及时升柱支护顶板，同时用小圆木及荆排儿闭顶。
如遇顶煤松软时，必须先开帮，掏梁窝移主梁护顶，顶板护好后，并对支柱进行二次注液后方可放炮。
采煤工作面在煤壁开帮时，每段起爆长度不得超过2.0m；在做巷过程中沿倾斜方向有悬壁支护而无柱支撑的距离，在一般情况下不得超过2.0m，但在其它特殊情况下（如：
放炮后沿煤壁倾斜方向出现有片帮或空顶），确需提前穿梁时，必须及时进行穿梁护顶，但必须保证沿倾斜方向有悬壁支护而无柱支撑的距离不得大于2.6m；在相邻两摊儿做巷贯通时沿倾斜方向有悬壁支护而无柱支撑的距离最大不得超过3.0m。
3）装运煤
工作面装运煤采用爆破自装和人工攉煤相结合。
攉煤前，首先检查工作面安全情况，敲帮问顶，加固支架，处理不安因素，然后方可进行攉煤。
攉煤时，工作人员必须在支架掩护下工作，煤壁侧攉煤完毕后及时打好贴帮柱，并用小圆木及荆排儿闭帮。
沿倾斜方向有悬壁支护而无柱支撑的距离在开帮时不得超过2m；在相邻两摊儿做巷贯通时不得超过2.8m。
4）移付梁（放顶）
当工作面分段采通后，即可将错后的付梁前移进行放顶。
移付梁前应备足钎椽、荆排儿、圆木，检查工作面安全情况，保证移架时小圆木不脱节，不冒顶，退路保持畅通。
作业时，先卸下付梁的空邦柱，用拔柱器回出，然后卸柱前移，对移好的梁进行站柱支护，使其与主梁形成对子棚支护，并将老空侧用荆排儿、圆木闭严。
移架放顶应由下向上进行，支架要做到迎山适中，支护有力、棚架均匀，支柱整齐成直线。
采煤工作面在长梁段（3.6mπ型钢梁）做巷时，为确保空帮回柱放顶安全，允许将空帮支柱一次全部回出，之后先将第一对儿长梁的两挂梁全部移到位，并完成放顶后，再移第二对儿长梁并放顶，依此方法自下而上一步一移，直到四对儿长梁全部移架放顶到位为止。
5）放顶煤
整排巷采通，煤壁成直线，保持畅通无阻开始放顶煤，根据多年放煤经验，我矿放顶煤采用低位间隔多轮放煤的方法。
具体方法如下：
1、放煤口的位置及规格：
放煤口开在溜子上方0.3—0.5m之间，规格为0.6m×0.6m，放煤口间距1.4m，放煤步距为1m。
2、编号方法：
每隔1.4m留一个放煤口（隔一棚做一个），从机头至机尾，依次编号1、2、3、4、5……
3、采用单、双号间隔放煤。
4、多轮循环放煤，即每个放煤口一次不能将煤放净，一般每轮放煤不得超出煤量的1/3，待全部顶煤放过一遍后，再进行第二轮放煤，直到将顶煤放净至顶板均衡下落为止。
5、根据工作面实际情况可适当调整放煤口位置，但严禁将放煤口开在顶梁上；当空帮出现大块矸石堵住放煤口，无法进行正常放煤时，在采取加固措施后，允许临时摘除部分空帮柱，待将大块矸石放出后，应及时将摘下的空帮柱站回原位置，以确保每棚房两梁五柱支护完好。
同时，要求对受矿压影响的支架进行逐棚修正，清除和杜绝棚梁歪斜、支柱不迎山、帮顶不严、漏顶流煤等现象。
6、放煤前，要先打好戗棚戗柱，备足钎椽、小圆木、荆排儿，待一切不安因素处理结束后，方可开口放煤。
矿压大，支护质量无保证时，严禁放顶煤。
7、在相邻两循环中放煤口应错位布置既下一排巷放煤口布置在上一排巷放煤口之间。
6）移溜
工作面采通，浮煤清净，中高保证2m，放煤结束后，开始移溜。
移溜采用整体移、分节移溜和重新敷设等方法。
移溜前，首先应打好线、分好段，每次卸柱长度不得超过30m，摘掉的主梁中排柱要求靠在煤帮并放稳放牢；移溜时，必须由机头向机尾或由机尾向机头的顺序推移，采用整体移溜法，在使用拔柱器拔溜子时，应首先检查支柱是否牢固和拔柱器是否完好，敷设好的溜子要求平、直、稳、正、牢并与煤墙保持0.2m的间隔。
移溜时严禁使用液压柱顶推溜子，移溜后，可根据采面实际情况，对中排柱的支护位置进行重新替换，在保证行人侧不少于1.0m的前提下，可将中排柱向空帮偏移0.2m-0.3m，以加强空帮支护和行人运料方便。
移溜子头时，先加固抬口棚，打好棚梁下空帮支柱，再用倒链或拔柱器移机头至煤墙帮，并重新打好托梁头的支柱。
第四章劳动组织与主要技术经济指标
一、作业形式
本工作面采用“两采一准”，即两个采煤班、一个准备班，在采煤班内进行“落、装、运、支、移”等工序，准备班进行回柱放顶、检修设备、推移刮板输送机及伸（缩）运输巷胶带输送机等工作。
二、工序安排
每个循环内各工种的接替及顺序由生产单位根据生产实际情况合理安排，确保安全生产顺利进行。
三、循环方式
循环方式为一日一循环，循环进尺为1.1m。
四、循环产量
Q=L×M×h×r×93％
式中：
Q---循环煤量L---工作面长
h---煤厚（按平均3.0m）r---煤的容重
M---循环进尺
Q=L×M×h×r＝120×1.1×3.0×1.6×93％
＝589.24t
Q毛＝589.24×（1＋13％）＝665.85吨（其中13％为含矸量）
四、劳动组织图表
序号
工种
班出勤
日出勤
月出勤
备注
1
爆破工
1
3
84
每组两人共20组，一摊开帮6m，月计划按28个
生产日计算。
2
做巷工
40
40
1120
3
放煤工
3
3
84
4
煤壁注水
2
2
56
5
开管溜子工
4
12
336
6
巷修工
2
2
56
7
运料工
4
4
112
8
电工
1
3
84
9
修理工
1
3
84
10
检修移溜子
6
6
168
11
杂工
9
22
616
12
挖底清煤工
5
10
280
13
梁柱管理工
1
3
84
14
工具室管理工
1
3
84
15
班组长
3
9
252
16
合计
125
3500
五、主要技术经济指标
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