1、中國礦業大學2016屆本科畢業設計（論文） 第 76 頁6 采煤方法6.1采煤工藝方式6.1.1帶區煤層特征及地質條件帶區所采煤層為1#煤層，平均厚度6m，煤層傾角13°，為近水平煤層，結構單一，賦存穩定。帶區內無大斷層影響。煤質硬度為2.3，煤的容重為1.4t/m3。煤層直接頂為粉砂巖，厚度411 m；老頂為中砂巖，厚度25 m；直接底為粉砂質泥巖，厚度1.2 m；老底為細砂巖，厚度4.25 m。帶區瓦斯涌出量為0.34 m3/t，煤無自燃傾向性，煤塵無爆炸性。6.1.2確定采煤工藝方式根據帶區地質條件及煤層特征，可選擇分層綜采工藝和放頂煤回采工藝，各有優缺點，下面進行比較：1）

2、分層綜采工藝的特點優點：分層綜采工藝技術成熟，設備類型齊全性能完好，操作方便，管理簡單，可選出適應各種條件的采煤設備；液壓支架及配套的采煤機設備小、輕便，回采工作面搬家方便。采高一般為2.03.5 m，回采工作面煤壁增壓小，煤壁穩定，生產環節良好；工作面采出率高，可達到9397%以上。缺點：巷道掘進較多，萬噸掘進率低；工作面單產低，單產提高困難；開采投入高，分層開采人工鋪網勞動強度大，費用大；加劇接替緊張的矛盾，需要等到再生頂板穩定后才可采下分層。2） 放頂煤工藝優點：有利于合理集中生產，實現高產高效，單產和效率高，具有顯著的經濟效益；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產也相對集中；

3、工作面搬家次數少；對地質條件、煤層賦存條件有更大的適應性；缺點：煤損多，工作面回收率低；煤塵大，放煤時煤和矸界線難以區別，使得煤炭含矸率提高，影響煤質；自然發火、瓦斯積聚隱患較大，“一通三防”難度大 。比較上述兩種回采工藝的特點，分層開采綜合經濟效益差，不利于礦井實現高產高效，初步確定選擇放頂煤回采工藝較合理。結合礦井實際條件，厚度比較大，故確定工作面采用放頂煤回采工藝。6.1.3確定工作面長度影響工作面長度的因素：1）地質因素，包括煤層厚度、傾角、圍巖性質、地質構造；2）技術因素，包括采煤機、輸送機、頂板管理、工作面通風巷道布置；3）經濟因素。綜合機械化采煤工作面長度一般為150220 m，

4、每個工作面長度盡可能保持一致。以首帶區為例，帶區走向長度1700 m，工作面長為200 m，推進方向由工作面向大巷回采。工作面長度200m，煤層厚度6m，采煤機截深0.8m，工作面工作制度采用“三八”工作制，即兩班采煤，一班檢修。雙向割煤，每刀進尺0.8m，往返一次割兩刀，即兩個循環，每班2.個循環，每日共進行4個循環。設計割煤高度2.5m，每年生產330天。工作面的日產量為：A0= A/d （6-1）式中： A0工作面日產量，t； A礦井設計生產能力，180萬t；d年工作日，取330天。A0 =180×104/330=5455 t工作面的日產量也可用式6-1計算A0= Lg

5、5;V0×M××C0 （6-2） 式中： A0工作面日產量，t； Lg工作面長度，200m； V0工作面推進速度，m/d； M煤層厚度，6 m； 煤的容重，1.4 t/m3； C0 工作面回采率，0.93 放頂煤回采率 0.75。由以式6-1、6-2可得： V0=A/ (Lg×M××C0×d) （6-3）=180×104/(200×2.5×1.4×0.93×330+200×3.5×1.4×0.75×330)=3.9 m/d采煤機的截深為

6、0.8m，則日進刀數為：N= V0/0.8=3.9/0.8=4.875為了方便工人的工作和管理取N=5，即每天進5刀。則工作面的實際年出煤量為：A01=330×2.5×1.4×200×0.8×5×0.93×10-6=0.83×10-6Mt/aA02=330×3.5×1.4×200×0.8×5×0.8×10-6=1.01×10-6Mt/aA0=A01+A02=1.84×10-6Mt/a考慮到在回采的同時，有一個煤巷掘進頭正在掘進

7、，在此我們取掘進出煤量為工作面產量的3%。則礦井實際出煤量為： A總=A×（1+3%） （6-4） 式中 A總礦井總出煤量，Mt； A工作面實際出煤量，Mt；10%掘進出煤量占工作面產量的百分比A總=1.84×（1+3%）=1.90M t2.03>1.8，所以能滿足礦井的設計生產能力日推進度為：0.8×54.0m/d年推進度為：4.0×330=1320m。6.1.4回采工作面破煤、裝煤方式工作面采煤機螺旋滾筒完成破煤、裝煤過程，部分遺留碎煤由輸送機上的鏟煤板來裝入溜槽。雙滾筒采煤機割煤，采高2.5 m，截深0.865 m；支架尾梁插板伸縮擺動落下位

8、頂煤，礦山壓力破碎上位頂煤的綜合落煤方式。循環進尺0.865m。采高：設計采高2.5 m，工作面在此采高正常推進的情況下，支架能保持頂板完整，放煤順利。在工作面頂板來壓期間煤壁片幫較大，局部頂煤破碎，故來壓期間須適當降低采高，控制在2.22.5 m為宜，以加強對頂板及煤壁的控制。要達到礦井的設計生產能力采煤機的平均生產能力應能達到 （6-5）工作面放煤能力平均應達到 （6-6） 按照綜采生產管理手冊之規定，工作時間有效利用系數K值一般在0.30.45之間，K取0.45則采煤機割煤能力應能達到118.38/0.45=263.06t/h工作面放煤能力應達到222.55/0.45=494.5t/h依

9、據以上原則及計算結果，選用MXA-300/3.5型雙滾筒采煤機。根據我礦已采各工作面礦壓顯現情況，預計本工作面支架對頂板的支護強度不得少于400 KN/m2，來壓時動載系數按照1.4計算，來壓時最大壓力為1.4×400KN/m2560KN/m2，ZFS6200/18/35型液壓支架的支撐阻力為6200KN/6.54m2=948.01KN/m2560KN/m2。本架型支架能夠滿足工作面頂板管理及安全要求。支護強度計算： Q=KMr×10-2 其中：K頂板巖石厚度系數，一般取48，現取5； M工作面采高，取3.3米； r頂板巖石密度，取2.5T/m³；計算得：Q=5&

10、#215;2.5×2.5×10-2=0.3125MPa0.86 MPa，故選ZFS6200/18/35型支架符合回采要求。6.1.5進刀方式由于采區內煤層賦存穩定，傾角較小，所以采用采煤機雙向割煤，追機作業；前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤；在工作面端頭斜切進刀，上行下行均割煤，往返一次進兩刀；采煤機過后先移架后推移刮板輸送機。兩工序分別滯后采煤機后滾筒510m和1218m。采用端部斜切割三角煤進刀。進刀方法：進刀過程如下：（進刀方式如圖6-1）1）當采煤機割至工作面端頭時，其后的輸送機槽已移近煤壁，采煤機機身處沿留有一段下部煤(見圖a)；2）調換滾位置，前滾筒降下、后滾筒升起、

11、并沿輸送機彎曲段返向割入煤壁，直至輸送機直線段為止。然后將輸送機移直(見圖b)；3）再調換兩個滾筒上、下位置，重新返回割煤至輸送機機頭處(見圖c)；4）將三角煤割掉，煤壁割直后，再次調換上、下滾筒，返程正常割煤(見圖d)。6.1.6移架方式移架采用電液控制系統，由電液閥自動控制。按回采工藝要求，選擇一定數量的支架作為支架組，按時間間隔在采煤機通過后自動依次逐架前移，使工作面實現梯度移架。正常移架一般滯后煤機后滾筒23#架進行，頂板破碎時緊跟前滾筒移架或人工操作超前移架。移架步距0.865 m。6.1.7移運輸機方式1）推移前部運輸機可在工作面任一支架上操作，實現從機頭至機尾或從機尾至機頭的推移

12、順序動作（成組數量可調定）。推輸送機一般在移架后依次進行，滯后移架1015 m，推移彎曲段不小于15 m，推移步距0.865 m。2）拉后部運輸機拉后部運輸機單向順序進行，且滯后放煤口1520 m進行，步距0.865 m。圖6-1端部斜切進刀方式6.1.8放煤方式綜放面的頂煤厚3.5 m，頂煤隨移架會有部分自動放出，因此采用單輪順序放煤法，采用本架操作，由頂板壓力、支架反復支撐、尾梁擺動綜合方式放煤，設計采用一刀兩放單輪順序放煤方式，一采兩放，采放平行作業，放煤步距0.43 m。放煤工必須嚴格執行綜采放頂煤工技術操作規程及工程質量標準。1）采放比設計割煤高度2.5 m，放煤高度3.5m，故該面

13、采放比2.5/3.511.42）放煤口數量確定按后部運輸機能力確定放煤口數目。單口放煤量：qf1.5×0.8×5.0×1.4×6×75% （6-5）式中： 1.5單組支架寬度，m；0.8放煤步距，m；1.4煤的容重，t/m3；6頂煤厚度，m；75%頂煤回采率。qf6.77t單口純放煤時間：根據經驗實測數據，單口純放煤周期為80.2 s，連續放煤周期86.02 s/架，為便于頂煤充分放出，提高回采率，取Tf90 s。每分鐘放煤量：Q6.77×60/904.51 t同時放煤口數目的確定：考慮1.25不均衡系數，同時應滿足后部運輸機（200

14、0t/h）能力要求。同時放煤口數目最大值：Nf2000/（4.51×60×1.25）5.91 個由于移架后后部漏煤，取Nf2 個放煤循環時間：90/60×120/290 min3）放煤方式驗算根據采放平行作業的要求，割煤循環時間和放煤循環時間應相等，放煤工序循環時間為90 min。單向割煤時，采煤機割煤速度為Vg14.0 m/min，跑空刀速度為Vg28.0 m/min。割煤周期T180/Vg1180/Vg24522.567.5 min同時考慮推輸送機和回頭時間大約20 min，整個循環周期大致為90 min，和放煤周期相符，所以綜放面采用一采一放單輪順序放煤方式

15、是可行的。6.1.9采煤工藝 以放煤工序為中心，采用一采一放，放煤步距3.0 m，工藝流程見圖6-2.6.2設備采煤工作滿設備選型詳細見表6-1. 表6-1 設備選型匯總表序號項目型號備注1液壓支架ZFS6200/18/352端頭支架支撐掩護式3采煤機MXA-300/3.54前刮板輸送機SGZ1000/12005后刮板輸送機SGZ1200/14006轉載機SZZ1200/5257破碎機PLM38008運輸平巷輸送機SSJ1400/3×4009移動變電站KSGBY-1250/6/11410乳化液泵EHP-3K20011噴霧泵EHP-3K15012單體支柱SZ-3156.2.1液壓支架

16、表6-2 液壓支架特性表型 號：ZFS6200/18/35初 撐 力：5232 kN工作阻力：6200 kN（P37.5 MPa）支護強度：0.800.86 MPa寬 度：14101580 mm中 心 距：1500 mm梁 端 距：350 mm底板比壓：2.2 MPa(平均)支撐高度：18003500 mm（工作面采高3000 mm±200 mm）適應煤層傾角：20°（包括走向、傾向） 續表6-2 液壓支架特性表泵站壓力：31.5 MPa移架速度：812 s操縱方式：電液程序控制拉移步距：865 mm支架運輸尺寸：(長×寬×高）7750×141

17、0×1865 mm重 量：21.695 t立 柱：單伸縮機械加長，帶有壓力傳感器缸 徑：230 mm（前柱250 mm，后柱230 mm）推移千斤頂：帶有位移傳感器缸 徑：180 mm尾梁千斤頂：帶有位移傳感器缸 徑：160 mm底 座：開底結構、帶有抬底座裝置推移框架：采用短框架型式頂 梁：采用整體頂梁結構，并帶有可挑平的護幫板尾 梁：帶有可伸縮插板，插板行程750 mm，千斤頂四連桿機構：正四連桿機構液壓系統：電液控制，實現跟機自動移架，后部實現程控放煤供液方式：雙回路環形供液，前后部供液系統各自獨立控制方式：電液控制噴霧系統：前后部自動噴霧系統支架數量：1142）排頭支架工作面

18、上下兩頭各配置三組排頭支架，選用型號為ZTF7000/19/32窄形反四連桿放頂煤液壓支架。主要技術參數為：支架型式：支撐掩護式支撐高度：19003200 mm中 心 距：1570 mm支架寬度：14901660 mm工作阻力：7000 kN（P38.7 MPa）支護強度：0.72 MPa底板比壓：1.85 MPa（平均）泵站壓力：31.5 MPa前梁擺角：10°15°尾梁擺角：0°50°操縱方式：電液控制前梁端部初撐力：308 kN前梁端部工作阻力：366 kN。6.2.2采煤機選用MXA300/3.5雙滾筒采煤機。主要技術參數為：型 號：MXA300

19、/3.5采 高：1.83.5 m滾筒中心線距離：12112 mm滑靴間距：6195 mm滾筒直徑：1800 mm截 深：865 mm臥 底 量：250 mm適應傾角：25º滾筒轉速：36 rpm供電電壓：3300 V截割部功率：2×360 kW牽引電機功率：2×62 kW液壓泵電機功率：2×7.5 kW裝機總功率：859 kW牽引速度：029 m/min牽 引 力：477 kN重 量：40 t6.2.3工作面主運輸設備1）前部輸送機選用SGZ1000/1200型整體鑄焊封底式溜槽刮板運輸機，其主要技術參數為：表6-3 SGZ1000/1200型整體鑄焊封

20、底式溜槽刮板運輸機特性表型 號：SGZ1000/1200設計長度：212 m電機功率：600 kW×2電動機轉速：1486 r/min電動機電壓：3300 V，50 Hz輸送能力：2000 t/h刮板鏈速度：1.28 m/s刮板鏈形式：中雙鏈刮板間距：8×137（1096）mm園環鏈規格：2×38×137 mm（緊湊鏈）中部槽規格：（長×內寬×高）1500×1000×337 mm鏈中心距：200 mm減速器速比：36:1電機布置方式：平行布置卸載方式：端卸 續表6-3 SGZ1000/1200型整體鑄焊封底式溜槽刮

21、板運輸機特性表牽引形式：銷軌式機尾伸縮量：300 mm緊鏈方式：液壓馬達緊鏈2）后部運輸機選用SGZ1200/1400型整體鑄焊開底式溜槽刮板運輸機，其主要技術參數為：型 號：SGZ1200/1400設計長度：212 m電動機轉速：1486 r/min電動機電壓：3300 V，50 Hz電機功率：700 kW×2/1400 kW輸送能力：2000 t/h刮板鏈速度：1.28 m/s刮板鏈形式：中雙鏈刮板間距：8×137（1096）mm園環鏈規格：2×38×137 mm（緊湊鏈）中部槽規格：（長×內寬×高）1500×1200&

22、#215;355 mm整體鑄焊開底具有浮煤回收裝置槽間連接形式：4000kN啞鈴銷連接鏈中心距：240 mm減速器速比：36:1傳動系統布置方式：平行布置卸載方式：端卸軟起動方式：可調速液力偶合器機尾形式：自動可伸縮機尾機尾伸縮量：350 mm緊鏈方式：液壓馬達緊鏈拉移方式：30圓環鏈軟連接3）轉載機選用SZZ1200/525型橋式刮板轉載機，其主要技術參數為：表6-4 SZZ1200/525型橋式刮板轉載機特性表型 號：SZZ1200/525設計長度：50 m輸送能力：3500 t/h供電電壓：3300 V，50 Hz中部槽規格：2100×1200（槽內寬）×1300 m

23、m中部槽結構：整體箱型焊接爬坡角度：9° 續表6-4 SZZ1200/525型橋式刮板轉載機特性表圓環鏈形式：38×137C級（中雙鏈，緊湊型）電機功率：525 kW（雙速、水冷）刮板鏈速度：1.80 m/s刮板間距：822 mm刮板鏈中心距：500 mm減速器速比：22.86調鏈方式：液壓伸縮機頭緊鏈裝置：液壓緊鏈器機 頭 架：采用可伸縮機頭架，配備膠帶機尾自移裝置自移形式：備液壓自移裝置，與破碎機組合自動伸縮拉移，邁步式前移轉載機布置：其中心線與膠帶輸送機中心線重合，鋪設長度45 m。4）破碎機選用PLM3800型輪式連續破碎機。其主要技術參數為：型 號：PLM3800

24、破碎能力：3800 t/h（含矸10%時）破碎形式：錘式出口粒度：150400 mm，破碎軸高度可調入料口塊度：1200×800 mm（長度不限）供電電壓：3300 V，50 Hz電 機：250 kW（單速，水冷）傳動方式：電機液力偶合器減速器配自動噴霧降塵裝置5）運輸平巷膠帶輸送機選用我國目前生產運輸能力最大的SSJ1400/3×400型可伸縮帶式膠帶輸送機。主要技術參數為:表6-5 SSJ1400/3×400型可伸縮帶式膠帶輸送機特性表型 號： SSJ1400/3×400輸送能力： 3500 t/h輸送距離： 1360 m平均坡度： 4.8°

25、;（106 m）膠帶寬度： 1400 mm帶 速： 4.5 m/s膠帶型號： PVG1800S型阻燃整芯輸送帶主電動機型號： YB450S34電 壓： 6000 V，50 Hz功 率： 400 kW×3減速器型號： B3SH13 續表6-5 SSJ1400/3×400型可伸縮帶式膠帶輸送機特性表軟啟動裝置型號：BOSS400驅動卷筒直徑：1000 mm卸載改向滾筒直徑：900 mm改向滾筒直徑：900，630 mm收帶電機型號：YBK60M28功 率：7.5 kW電 壓：660/1140 V收帶減速箱型號：SCWU20063儲帶長度：100 m儲帶倉結構：開放式結構自動定位

26、小車傳動方式：電機軟起動減速箱自動漲緊方式：液壓油缸自動漲緊張緊裝置牽引力：12000 N托輥直徑：159 mm托輥支架形式：偏置布置新型托輥支架托輥間距：上托輥1500 mm，下托輥3000 mm電控系統：6 kV電動機起動控制系統附屬裝置：具有可靠的膠帶清掃系統及膠帶機綜合保護6.3頂板管理6.3.1支護設計1）液壓支架支護強度驗算gK×H× （6-6）式中：g頂板對支架的壓強（8倍于工作面的采高）；K采高的倍數（支架上方頂板的巖石厚度），一般取68，這里取8；H工作面采高，2.5 m；頂煤與頂板巖石容重，最大取2.6 t/m3。g8×2.5×2.6

27、52 t/m20.52 MPa0.800.83 MPa即支架能夠滿足支護強度的要求。支架底板比壓驗算帶區底板比壓值P122 MPa，支架底座箱對底板比壓P22.2 MPa，即P1P2。故所選ZFS6200/18/35型支架能夠滿足頂底板管理的需要。2）支架布置3101綜放面共選用139組支架對頂板進行全支護法管理，其中正常液壓支架ZFS6200/18/35型低位放頂煤支架133組，ZTF7000/19/32型放頂煤排頭支架6組。3101綜放工作面上下平巷中-中平距205m。由此，工作面切眼設計共布置支架133組，其中包括上下兩頭各三組排頭支架，其總支護寬度為：133×1.50.520

28、0 m（其中0.5 m為安裝誤差，經驗數據）。該面回采過程中應及時根據斜長變化情況適時安排減撤支架及相應溜槽，屆時應編寫相應措施。6.3.2工作面頂板管理1）頂板及礦壓顯現規律根據礦壓觀測資料可知，1#煤直接頂多為灰深色泥巖占44%，厚度0.4741.31 m,平均3.34 m;其次為砂質泥巖占41%，厚度0.5729.35 m，平均4.88 m;砂巖約占13%。直接頂屬于3類穩定頂板。3#煤老頂的泥巖，砂泥巖抗壓強度34.7984.21 MPa,平均58.80 MPa;單向抗拉強2.754.08 MPa,平均3.42 MPa;屬于級老頂。由于該面上下斜巷均為實體煤錨網支護巷道，巷道變形量較小

29、，頂底板的活動強度小于兩幫的變形。預計超前支承壓力影響范圍為30 m左右，高峰區10 m，巷道變形量小，頂底板的活動強度大于兩幫的變形。2）管理方法（1）本工作面采用全部垮落法管理頂板。（2）配置133組支撐掩護式低位放頂煤液壓支架，對工作面頂板實行全支護法管理。3）正常回采時期頂板支護采用追機移架的方式對頂板進行及時支護，移架步距0.865 m。1）移架順序（1）正常移架滯后采煤機后滾筒23個支架，防止空頂時間過長出現頂板事故。（2）)排頭支架的移架順序：先移2#架（132#架），再移1#架（133#架），最后移3#架（131#架）。2）管理要求（1）工作面工程質量應做到動態達標，確保“三平

30、、兩直、一凈、二暢通”。（2）為加強工作面頂板管理，要求嚴格控制采高，不準任意加大或降低采高，尤其不得超高；要求認真掌握割煤工藝，頂底板要割平，相鄰兩排之間不得出現大于50 mm的臺階或傘檐，保證支架接頂接底狀況良好。（3）煤機割煤后距煤機后滾筒35組支架開始移架，并及時伸出護幫板護幫。頂板破碎時要緊跟煤機前滾筒移架，做到少降快移。（4）加強工作面設備上竄下滑的控制，防止因頻繁調面影響頂板狀況。（5）確保支架支護強度，提高支護質量，支架升架時必須保持足夠的供液時間，支架立柱初撐力不得小于24 MPa。護幫板及時伸出護幫護頂，嚴禁出現前不護幫上不接頂的現象。（6）保持支架與泵站液壓系統的完好，加

31、強支架及泵站的維修，嚴禁設備帶病運轉，杜絕系統的串、漏液的現象，及時處理支架自降和更換折損支架或支柱，禁止支架帶“病”工作。系統壓力不足時及時停機檢查處理，處理好后方可開機。（7）工作面因受煤層結構影響而頂板破碎時，應及時采取有效支護措施，防止冒頂事故擴大。（8）如若發現未知斷層，由于斷層處煤層節理非常發育、煤（巖）體破碎，極易造成工作面煤壁片幫和架前端面冒頂，因此必須加強過斷層回采時的頂板管理工作。根據鄰近礦井經驗，當工作面局部地段片幫較深時，可超前采煤機移架，及時支護空頂區；在頂板破碎的地段，為了有效地防止頂板冒落、控制煤壁片幫，一般應采取及時拉超前架、鋪聯雙層金屬網、架頂使傾向工字鋼的方

32、法維護頂板；當頂板冒落嚴重時，可采用工字鋼梁、上鋪大板與鋪聯雙網相配合的方法維護頂板。屆時需提前編制工作面過斷層的安全技術專項措施。4）來壓及停采前的頂板管理（1）在接面生產的同時，應及時編制工作面初次放頂安全措施，與作業規程一并貫徹執行。（2）工作面老頂初次來壓和周期來壓期間，要求加強來壓的預測預報工作，由礦壓組在上下斜巷掛牌標明來壓位置。（3）加強上、下端頭及工作面的頂板管理，提高支護質量，適當加大支護密度。工作面支架以及兩斜巷所有單體柱必須達到初撐力，特別注意工作面中部支架的初撐力及支架狀態，及時采取措施預防冒頂。（4）工作面片幫加劇或頂板破碎處要及時跟機拉架，必要時及時拉移超前架，并對

33、工作面煤壁采用相應的防片幫措施。（5）工作面停采線前10 m不再放煤，鋪設雙網、掛鋼絲繩為撤面造好條件。屆時應提前編制工作面停采造條件施工措施，確保停采質量和安全。6.3.3工作面上、下端頭及出口的頂板管理1）上、下平巷超前支護（1）支護方式在錨網支護段，工作面上、下平巷均采用一字鉸接頂梁配合液壓單體支柱支護頂板，上平巷超前支護距離不少于50 m，下平巷超前支護距離不少于30 m。（2）支護材料采用一字頂梁配合單體液壓支柱進行支護，使用1.4 m一字頂梁和鉸接頂梁，液壓單體支柱為QDZ系列，選用3500 mm。2）端頭頂板管理 （1）采空區頂板采用全部垮落法。 （2）兩道安全出口頂板管理兩道安

34、全出口應加強支護，巷道及安全出口高度不得低于1.8m，人行道寬度不小于0.8m。當兩道安全出口懸頂面積超過3×5m2時或頂板來壓明顯時，必須在切頂線的煤壁側，用長2m，厚12cm的半圓木做梁，單體液壓支柱做腿，用傾斜架棚支護。 （3）備用支護材料 所有備用支護材料均在距工作面100m以外的地點分類上架碼放整齊，并掛好標志牌，由三班驗收員統一管理。回采過程時，必須根據該面的生產實踐及上、下端頭及出口的實際情況，及時地修改、補充加強工作面上下端頭及出口的支護方式、范圍及相關措施，報請礦總工程師批準，以確保安全生產。6.4勞動組織和工作面成本6.4.1勞動組織工作面工效工作面日產量/總人數

35、5455/7473.7 t/工工作面正規作業循環見6-3。6.4.2工作面成本工作面噸煤成本C由設備折舊費C1、工人工資C2、材料費C3、電力消耗C4等構成。1）設備折舊費C1（固定資產原值設備殘值）/使用年限×產量機電設備折舊費用表見表6-3。2）工資工資包括基本工資、附加工資、獎金等，平均每工100元，工效為73.7 t/工。則噸煤工資C2100/73.71.36 元/t。3）材料費材料消耗費用包括坑木、金屬網、坑帶等，綜采面材料費一般為5 元/t。4）電費（1）動力用電消耗動力電耗電機容量總和×循環開動小時數×負荷系數/循環產量循環開動小時數取1.7 h。電

36、機總容量6800 kW。噸煤動力用電消耗6800×1×1.7×0.9/15006.94Wh/t。（2）照明用電消耗照明用電消耗照明用電總功率×循環照明小時數/循環產量照明用電消耗總功率包括工作面及上下平巷照明用電，取200 kW。噸煤照明用電消耗200×3/15000.4kWh/t。（3）電費總消耗噸煤電費單價×（噸煤動力用電消耗噸煤照明用電消耗）單價取0.4元/kWh。噸煤電費0.4×(6.94+0.4)=2.936元/t工作面噸煤成本：CC1C2C3C41.9151.3652.93611.21元。所以工作面噸煤成本為11

37、.21 元。圖6-3 工作面正規循環作業表表6-6 機電設備折舊費用表（元/t）設備型號數量折舊費液壓支架ZFS6200/18/351330.736排頭支架ZTF7000/19/3260.450采煤機MXA-300/3.510.236前部刮板機SGZ-1000/120010.060后部刮板機SGZ-1200/140010.060轉載機SZB-830/18010.020破碎機PCM13210.050可伸縮帶式輸送機SSJ1200/3×200M20.151移動變電站KSGBY-1250/6/11410.110乳化液泵EHP-3K20040.024噴霧泵EHP-3K15020.004單體支柱SZ-3153000.012合計1.9156.5回采巷道布置6.5.1回采巷道布置方式布置帶區回采巷道是為了把回采工作面和礦井主要開拓巷道聯系起來，構成運輸、動力、通風等生產系統，以保證連續不斷的生產。1）帶區巷道布置依據