1、中 國 礦 業 大 學生 產 實 習 報 告姓名：楊 健專業： 采礦工程學號：指導教師：王旭宏實習地點：東曲礦 二一五年一月 前 言一、實習目的：通過本次生產實習，鞏固所學的專業理論知識，加深對所學基礎知識及專業理論知識的理解，進一步擴大專業知識面，鍛煉在采礦開采技術領域發現問題、分析問題、解決問題及實際動手的能力，培養勞動意識，鞏固、理解和體會所學課程理論和技術，為畢業設計和走向工作崗位打下堅實的生產實踐基礎。二、實習時間：2015年 1 月5 日 2 月 5 日（4周）三、實習地點：東曲礦四、實習的主要內容：1、地質概況 2、開拓情況 3、巷道布置 4、工作面回采工藝 5、通風情況 6、其

2、他生產系統 本次實習重點是以現場搜集資料為主，為今后的學習和工作打下堅實的基礎。目 錄第一章 礦區概況1第一節 礦區概述1一 井田所屬的地理位置及交通條件1二 井田的水文地質情況2三 主要地質構造分布情況2第二節 煤層的埋藏特征3一 煤層賦存狀及圍巖性質3二 煤層瓦斯等級及爆炸指數4三 煤的工業分析4第三節 井田境界與儲量4一 井田境界4二 井田工業儲量5第四節 礦井開拓8一 井筒的位置、形式及數目8二 開采水平的確定及采區劃分10三 礦井通風方式12四 礦井提升及運輸12第二章 采區地質特征15第一節 采區范圍15第二節 采區地質情況15第三節 采區儲量和生產能力15第三章 采煤方法及采區巷

3、道布置17第一節 采煤方法的選擇17第二節 礦壓觀測情況17第三節 采區巷道布置17第四節 回采工藝與勞動組織18第五節 采區準備24第四章 采區運輸、防治水與供電27第一節 采區運輸27第二節 采區防排水和灑水31第三節 采區供電31第五章 采區巷道規格及支護方式32第一節 概述32第二節 采區巷道規格及支護方式32第六章 采區設備選型及計算35第一節 采煤機的選型及驗算35第二節 運輸機的選型及驗算35第三節 順槽設備的選型36第四節 支架的計算與選型37第七章 技術經濟指標38實習體會40iii中國礦業大學生產實習報告第一章 礦區概況第一節 礦區概述一 井田所屬的地理位置及交通條件（一）

4、 交通位置本井田位于山西省古交市東南，與古交市相鄰，行政區劃為古交市所轄，其地理坐標為北緯37°480037°5500，東經112°0922112°1652。井田范圍北以頭南峁斷層為界；東起半溝D12鉆孔，經D19、167鉆孔到182孔東南2000余米止；南到康家社、師家山、張家里一帶；西以大川河東岸洪水位線為界。開采標高為6201140m。井田北部邊緣有太嵐鐵路通過，礦區有鐵路專用線與太嵐鐵路于古交東站接軌相連；井田西部有太古公路沿大川河通過；北部有太佳二級公路通過，交通十分便利。由井田到太原公路42km，鐵路56km。如圖1.1礦區交通圖1二 井田的

5、水文地質情況本井田位于呂梁山東側，屬中低山區，區內切割劇烈，溝谷縱橫，地形復雜。溝谷兩側基巖裸露，山頂多為黃土覆蓋。井田地形以東南角富家洼一帶最高，海拔+1500米左右，北部汾河河谷最低，海拔+960米左右，相對高差一般在150250米。汾河自井田北緣流過，在古交鎮河谷寬150250m，流量受上游汾河水庫控制。坡度千分之三，以側向侵蝕為主。區內水系受石千峰控制，溝谷多以北西向分布，注入汾河。較大的溝谷有半溝、小峪溝、長峪溝、鐵磨溝等，多為季節性水流。本區含水層有奧陶系馬家溝組灰巖、太原組灰巖、山西組砂巖、石盒子組砂巖、全新統沖積礫石層。其中奧灰水為基巖中最主要的含水層，其上含水帶水位標高914

6、.64929.72米，據此本區2/3以上2#煤都被超越，下含水帶水位869.38880.32米，8#煤全部處于超越水位。礦井正常涌水量為210m3/h，最大280m3/h。水源：礦井井下用水、地面生活及消防用水均由公用事業總公司下屬古交給排水公司供給，不足部分由礦自備井解決。三 主要地質構造分布情況井田位于太原西山煤田古交礦區，區域地層由老至新依次為中太古界、上太古界、元太古界的奧陶系、石炭系、二疊系、三疊系，新生界的第三、四系。礦區位于馬蘭向斜的東翼，受新華夏系泰山式斷裂的控制。地層走向北西，傾向南西，傾角3º8º，基本上為一伴有寬緩波狀褶皺的單斜構造。斷層橫穿井田中部，

7、組成地塹，其間小斷層密布，形如樹枝。此外，溝谷兩側常見到滑坡等現象，采掘中沒有發現有巖漿巖侵入現象。褶曲：多為短軸或波狀褶曲，軸部寬緩，兩翼傾角3°6°或更小，地面不易察覺，主要為鉆探和生產揭露資料控制。軸向與斷層平行或斜交，延伸較遠，對開采影響不大。斷層：本區內斷層較多，為區內主要地質構造。陷落柱:本區內陷落柱較少，據已開采情況，在區內中、南部發育有范圍較小的陷落柱，小的約1020米，大的約3040米。對開采有一定影響。第2節 煤層的埋藏特征一 煤層賦存狀及圍巖性質本區內含煤地層為山西組和太原群，煤層總厚13.40m，煤系地層總厚155.35m，含煤系數為8.7%。煤層編

8、號煤厚(m)最小最大平均間距(m)最小最大平均夾矸層數可采情況含煤系數煤層穩定性23.556.325.22較復雜12可采8.7%穩定2.7916.617.394上00.880.47簡單局部可采不穩定合并6.113.20405.321.68復雜13大部可采較穩定合并13.014.624下00.880.47簡單局部可采不穩定6.8031.1015.102#煤層厚度為1.046.29米，均厚為5.22m，頂板硬度f=46，直接頂為細砂巖、砂質泥巖，老頂為中細砂巖，直接底為泥巖、砂質泥巖；老底為細砂巖，直接頂屬II類直接頂，老頂壓力顯現不明顯，屬I級基本頂，煤層圍巖屬易控圍巖。4#煤層厚度為2.23.

9、40米，平均厚度2.65米。結構較為復雜，頂板變化大，為炭質泥巖、泥巖、粉砂巖，底板為泥巖或炭質泥巖。直接頂為泥巖及質軟易碎的4#上煤，直接底為砂質泥巖；直接頂屬1類直接頂，煤層圍巖屬較難控圍巖。巖石力學性質表煤層抗壓強度抗拉強度抗剪強度2#、4#250750Kg/cm250130Kg/cm2104187Kg/cm2二 煤層瓦斯等級及爆炸指數礦井投產初期,瓦斯等級鑒定為低瓦斯礦井,但隨采區的擴展,開采深度的延伸，礦井瓦斯涌出量逐年升高,根據2002年瓦斯鑒定結果,礦井已升級為高瓦斯礦井。礦井絕對瓦斯涌出量為42.46m3/min，相對瓦斯涌出量12.46m3/min。礦井煤塵具有爆炸性，2#煤

10、層煤塵爆炸指數為18.3619.31%，4#煤層煤塵爆炸指數為17.4222.03%，煤層自燃傾向等級為III類，屬不易自燃煤塵。三 煤的工業分析根據精查鉆孔煤芯煤樣分析成果，井田內主要可采煤層煤質情況如下：2號煤：有瘦煤、焦煤二種牌號，以瘦煤為主。煤的揮發分為19%。灰分為23.09%，屬中灰煤。含硫量為0.55%，屬低硫煤，含磷量0.0302%，屬低磷煤。煤的抗碎性、耐磨性良好，為級焦炭。4號煤：有瘦煤、焦煤二種牌號，以瘦煤為主。煤的揮發分為29.60%，屬中高揮發分煤，居所有煤層的首位。灰分為20.10%。屬中灰煤，含硫量較低，為0.51%。含磷量為0.0321%，屬低硫低磷煤。本層煤以

11、暗淡煤為主。并且不同程度被粘土礦物礦化。第3節 井田境界與儲量一 井田境界本井田的境界為：井田西部以F4斷層為界，南部以技術邊界與牛兒莊礦為界，東部以 F斷層及技術邊界與小屯礦為界，北部以大煤-300米等高線垂直下切與大淑村礦為界，開采范圍以1 #44#坐標點圈定。井田走向平均長約7000m，傾向長平均約2500m，面積約17.5km2。西部較寬東部較窄，形狀不規則。二 井田工業儲量平衡表內最小可采厚度為0.7米,灰分小于40%,厚度在0.50.6米及灰分在4050%的煤層儲量列在平衡表外,0.5米以下的煤層不計儲量。7、8、9號煤層為下組煤，因受奧灰水威脅，在目前的技術條件下暫不可采，故也不

12、計入工業儲量。儲量是按塊段結合等高線法計算的.塊段是以等高線,境界線,級別線,地質剖面線劃分，煤層厚度采用塊段平均厚度。各層煤的容重如表1-3-1示：表1-3-1 各層煤的容重煤層2#3#4#6#7#8#9#容重1.51.381.381.381.401.401.40基巖面向下垂深25米為煤層風化氧化帶不計儲量.根據前述的井田境界及計算儲量的煤層,計算所得的礦井工業儲量為12836.58萬噸。具體計算過程如下： 依據儲量計算： Q = SMD （1.1）其中： S實 = S/cos M = HD 為煤層容重將下表數值代入上式計算得具體數值如表2.2示:其儲量為2#煤工業儲量即： Q2 = 102

13、62.63萬噸表1-3-2 2煤工業儲量計算表區域塊段(度)S(平方千米)H(米)儲量(萬噸)總儲量(萬噸)1151.215.14963.8610262.632141.305.21044.72313.01.395.41102.16112.01.175.1911.882111.695.21339.273102.595.01971.52191.385.31109.3282.225.41819.92在計算其它煤層儲量時考慮到無具體底板等高線圖作為依據,所以:面積,傾角均用2號煤總面積,即面積S=12.95平方千米；平均傾角= 11.5 度。其它煤層特征如表1-3-3示:表1-3-3 其他煤層特征表煤

14、層3#4#6#7#8#9#厚度(米)0.72.651.41.31.072.65可采性指數0.350.740.50.830.780.88 將上述數據分別代入儲量計算公式得:Q3 = 12.95/cos*0.7*1.38=1093.49萬噸Q4 = 12.95/cos*2.65*1.38=2573.95萬噸Q6 = 12.95/cos*1.4*1.38=2551.49萬噸Q7 = 12.95/cos*1.3*1.4=2403.58萬噸Q8 = 12.95/cos*1.07*1.4=1978.33萬噸Q9 = 12.95/cos*2.65*1.4=4899.60萬噸所以本井田地質儲量為:Q總 = Q

15、2+ Q3+Q4+Q6+Q7+Q8+Q9=25763.07萬噸本井田工業儲量為:Q工 = Q2 + Q4=12836.58萬噸在計算可采儲量時考慮了下列各種煤柱損失：1.工業廣場保護煤柱570萬噸。根據煤礦設計規范中礦井工業場地占地指標的規定工業廣場布置計算如下：實際參數：走向 490米；傾向 630米；表土層移動角：56°；63°+75°；基巖段移動角74°；74°-0.666°。計算廣場煤柱損失：2#煤柱損失梯形面積×煤厚×煤的比重 728500×1.55×1.5570萬噸 4#煤柱損失梯形

16、面積×煤厚×煤的比重 728453×2.65×1.38266萬噸2.斷層煤柱：考慮本區各含水層都具有高壓力，斷層帶填充又不甚致密，井田內斷層煤柱按每邊20米，井田邊界保護煤柱按50米計算。計算所得斷層煤柱損失量為41758.53*2/cos11.5（5.22*1.5+2.65*1.38）=959360.468噸 （合95.94萬噸）。3.井田邊界保護煤柱儲量為（4275.98*50*2）/cos11.5（5.22*1.5+2.65*1.38）=4911818.226噸 （合491.18萬噸）。 以上各煤柱損失共計570+266+95.94+491.181

17、423.12萬噸。礦井可采儲量是礦井設計可以采出的儲量，故Z=(Zc-P)CZc礦井的工業儲量；P保護工業場地，井筒，井田邊界，河流，湖泊，建筑物等留置的永久煤柱損失量；C采區采出率，厚煤層不低于0.75；中厚煤層不低于0.8；薄煤層不低于0.85Z=(Zc-P)C （12836.58-1423.12）*0.80 =9130.77萬噸礦井可采儲量為9130.77萬噸各煤層儲量如表1.4示：單位(萬t)表1-3-4 各煤層儲量煤層2#3#4#6#7#8#9#地質儲量 10262.631093.492573.95 965.921201.791978.33 4899.60 工業儲量10262.632

18、573.95 遠景儲量1093.49 965.92 1201.79 1978.334899.60可采儲量總計9130.77利用礦井服務年限計算公式： T=Zk/AK （3.1）式中：T - 計算服務年限，年；Zk - 可采儲量， 噸；A - 年產量， 噸；K - 儲量備用系數，本井田備用系數取1.4。將前面數值代入上面公式得 礦井最佳服務年限為55年。各水平儲量計算表如表示：各水平儲量計算表一水平(-150)二水平（-300）礦井可采儲量(萬噸)541037219131年產量(萬噸)120120120服務年限(年)332255根據煤炭工業設計規范設計能力90萬噸的礦井服務年限為73年， 150

19、萬噸的礦井服務年限為43年。考慮到煤炭的供求情況比較緊張和設備的更新，可以建設為大礦井，服務年限可以縮短。因此確定礦井設計生產能力為120萬噸/年，服務年限為55年日產4000噸。第四節 礦井開拓一 井筒的位置、形式及數目確定井筒位置、數目,包括主井、副井和風井 一. 選擇井筒的依據,應遵循以下原則:1.初期開采有利,儲量可靠,井巷工程量省,建井工期短。2.井田兩翼儲量大致平衡,井下運輸,通風,開采比較合理.3.盡量不占農田,少占良田,充分利用地形,使地面生產系統工業場地及地面運輸比較合理.4.井筒盡量避免穿越流沙層，較大含水層，較厚沖積層，有煤和瓦斯突出的煤層，較大的斷層和采空區，并應少壓煤

20、。5.有良好的工程地質條件，不受巖崩、滑坡和洪水的威脅。二 對井下合理開采的井筒位置 井筒沿井田走向的有利位置應在井田中央。當井田儲量呈不均勻分布時，應在儲量分布的中央，以此形成兩翼儲量比較均勻的雙翼井田，應盡量避免井筒偏于一側。井筒設在井田中央（儲量分布的中央），可使沿井田走向的井下運輸工作量最小，而井筒偏于一翼邊界的相應井下運輸工作量要較前者大。井筒設在井田中央時，兩翼分配風量分配比較均勻，通風網絡比較短，通風阻力較小。井筒偏于一側時，一產量翼通風距離較長，風壓增大。當產量集中于一翼時，風量成倍增加，風壓按二次方關系增加。如要降低風壓，就要增加巷道端面，增加掘進工程量。 井筒設在井田中央時

21、，兩翼分擔產量比較均勻，各水平兩翼開采結束的時間比較接近。如井筒偏于一側，一翼過早采完，然后產量集中于另一側，將使運輸、通風過于集中，采煤掘進互相干擾，甚至影響全礦生產。 實際工作中，由于井田地質條件和其它因素的影響，要盡可能使兩翼均衡，同時可將井筒布置在靠近高級儲量地段，使初期投產的采區地質構造簡單、儲量可靠。從而使礦井建設投產后能有可能大的儲量和較好的開采條件，以便迅速達到設計能力。 考慮到本井田儲量比較均勻，可將井筒布置在井田中央地段，初期投產的采區地質構造簡單、儲量可靠，從而使礦井建設投產后能有可靠的儲量和較好的開采條件，以便迅速達到設計能力。三 對掘進與維護有利的井筒位置。 1.為使

22、井筒的開掘和使用安全可靠，減少其掘進的困難及便于維護，應使井筒通過的巖層及表土具有較好的水文、圍巖和地質條件。 雖然用特殊鑿井法可以在水文地質情況復雜的條件下掘砌井筒，但所需的施工設備較多，掘進速度慢，掘進費用高。因此，井筒應盡可能不通過流沙層、較厚的沖擊層及較大的含水層。為便于井筒的掘進和維護，井筒不應設在受地質破壞比較劇烈的地帶及采動影響的地區。 井筒位置還應使井底車場有較好的圍巖條件，便于大容積硐室的掘進與維護。2.井筒沿煤層傾向的位置立井開拓時井筒沿煤層傾向位置的幾個原則。井筒設在井田中部，可使石門總長度最短、沿石門的運輸工作量小；井筒設在淺部時，總的石門工程量雖然稍大，但初期（第一水

23、平）工程量及投資較少，建井期較短；井筒設在深處的初期工程量最大，石門總長度和沿石門的運輸工作量也較大，但如煤系基底有含水特大的巖層，不允許井筒穿過時，它可以延伸井筒到深部，對開采井田深部及向下擴展有利；而在淺、中位置，井筒只能打到一、二水平，深部需用暗井或暗斜井開采，生產系統較復雜，環節較多。從保護井筒和工業場地煤柱損失看，愈靠近淺部，煤柱的尺寸愈小，愈近深部，則煤柱損失愈大。綜合考慮礦井的地質條件，煤炭儲量情況，瓦斯含量情況，在本礦井中可用立井雙水平進行開拓。將主、副井井筒布置在井田中央（儲量中央靠近西部儲量豐富地區），二水平用暗立井直接延伸；工業廣場布置在井田中央，煤柱損失偏大。 主井主要

24、負責煤的提升及附近采區的回風；副井負責人員的上下、井下所需材料的提升及矸石的提升，并且兼作進風井；風井總回風。二 開采水平的確定及采區劃分1. 根據水平服務年限 根據煤炭工業設計規范規定,為使每個開采水平有足夠的儲量板正服務年限,可按下式計算必須的階段高度。H=ATK sin/SMC (4.6)H- 階段垂高，m；A-礦井年產量，噸；T-水平服務年限，年；-階段內煤層平均傾角，度；K-儲量備用系數，可取1.4；S-井田走向長度，m；-階段內煤層累計厚度，m；-煤的容重，噸m3,可取1.5；-采區回采率，可取0.7-0.85本井田參數如下：礦井設計年產量120萬噸年，根據設計規范規定水平服務年限

25、為55年，儲量備用系數取1.4，階段內煤層平均傾角11.5度，井田走向長度7000m,階段內煤層累計厚度7.87m,煤的容重取1.5噸m3,回采率取0.8，經計算得出階段垂高為140m。2、根據煤層賦存條件及地質構造煤層傾角不同對階段高度影響較大。急傾斜煤層因受采動影響階段不能太高，否則底板回風難于維持，采區上下行人、運料、溜煤都比較困難，因此急傾斜煤層階段垂高一般比緩傾斜和傾斜煤層小。水平或近水平煤層，階段高度的計算已無實際意義，應按水平運輸大巷兩側盤區上、下山長度決定水平開采范圍的大小，并要保證水平服務年限。盤區上、下山長度根據煤炭工業設計規范規定，采用盤區準備時盤區上山長度一般不超過15

26、00米 ，盤區下山不宜超過1000米。用盤區石門溜煤眼開采時，盤區斜長可按具體條件確定。3、本井田階段概況水平數目為：2個；一水平斜長：1100米；二水平斜長：950米。水平儲量：一水平5410萬噸；二水平3721萬噸；服務年限：一水平33年；二水平22年。4、根據生產成本合理的階段高度應使噸煤成本低，勞動生產率高。我國大多數礦井過去設計采用的階段高度偏小，水平儲量不足，造成接替緊張，增加了后期總工程量，使管理復雜化。一般階段高度增大，全井水平數目減少，水平儲量增加，分攤到每噸煤的折舊費減少。但階段斜長過大又會使一部分生產經營費相應增加。采區區段的劃分本采區可采2#煤、4#煤。2#煤平均厚度5

27、.22米，4#煤平均厚2.65米，煤層厚平均為3.64米。煤層間距38米。2#、4#煤屬中厚煤層。含水層多, 奧陶系水層的埋藏較深,地下水與地表水影響不大,水文地質條件不復雜。地面無村鎮，但位于井田邊界，需要留邊界保護煤柱。本采區單斜構造，煤層平均傾角為13°左右，井田范圍內沒有斷層。地層走向近東西，傾向向南傾角12°15°。小構造幾乎沒有，地質構造簡單。近水平煤層，為實現高產高效，要求巷道布置系統力求簡單，掘進工程量要少，結合實際生產中采區布置與采區布置各自的優缺點及適用條件，分析比較可知本礦井采用采區式開采優勢明顯，故設計采區式開采。（1）本采區使用走向長壁采

28、煤方法，工作面長度設計為160米，所以把整個采區劃分為8個區段，雙翼布置對采工作面對煤層進行跨上山回采。（2）上下區段同時回采工作面的超前距離：L最小=（M/tg）+24+b=50米 (5.1) 式中：M上、下煤層層間距離，38米； 上、下煤層層間巖石移動角（堅硬巖石為60°75°；軟巖為45°55°）； 24上下山工作面推進速度不均衡富裕距離，米； b上煤層工作面的最大控頂距，4.3米；三 礦井通風方式通過對以上幾種通風方式的比較和技術分析，由于礦井的地理位置限制，本設計一水平標高為-150m。煤層為穩定煤層，礦井年產量120萬t，為大型礦井，煤層有自

29、然發火危險，煤塵有爆炸性，瓦斯涌出量小，礦井風量較大，為實現盡快采煤和保證安全起見，根據以上分析，確定前期技術可行的方案為：中央分列式通風。四 礦井提升及運輸主井提升設備的選擇礦井年產量An為120萬噸，井筒深度400米，裝載高度25米，卸載高度25米，年工作日300天，凈提升時間14小時。提升方式：雙箕斗提升。箕斗的選擇選用9噸箕斗，故選用JDS9/110×4標準底卸式四繩9噸箕斗，其載重Q1=9噸，自重Qc=10.8噸，全高Hr=1445毫米。 選用（YB82973）6（30）股（6+12+12）繩纖維芯三角股鋼絲繩，左右捻各兩根。查鋼絲繩規格：pk=304.4kg/100m,d

30、=28mm,B=1666Mpa選用（GB/10274）6*37股（1+6+12+18）繩纖維芯鋼絲繩。查鋼絲繩規格：530.8kg/100m,d=39.0mm,=1666Mpa選用JKM4/4()型多繩摩擦輪提升機，其主要技術數據：主導輪直徑Dm=4m,最大凈張力588kN,最大凈張力差176.4kN,導向輪直徑3m。提升電動機選擇：按N、n及電壓等級，選用YR160012/1730三相交流繞線型異步電動機，其中技術數據如下：額定功率Ne1600kw,轉數n=494r/min,過負荷系數2.29，轉子飛轉力矩（GD）46696N*m2,效率d=92.5%,額定電壓V=1000v采用ZHG100

31、減速器，I=10.5提升機相對井筒的位置由于采用多繩摩擦提升，故提升機安裝在井塔上部。副井提升設備的選擇罐籠選擇罐籠選用GLS3*1/2型，推車機選用3.0噸單車底卸式裝罐推車機。所以進車側和出車側均為2050毫米，裝備一對3.0噸雙層單罐籠，安裝3.25米的多繩絞車。鋼絲繩選用（YB82973）6（30）股（6+12+12）繩纖維芯三角股鋼絲繩，左右捻各兩根。查鋼絲繩規格：pk=276kg/100m,d=26.5mm,B=1666Mpa。尾繩選用（GB/10274）6*37股（1+6+12+18）繩纖維芯鋼絲繩。查鋼絲繩規格：530.8kg/100m,d=39.0mm,=1666Mpa提升機

32、選用JKM3.254（）型多繩摩擦輪提升機，其主要技術數據如下：主導輪直徑Dm=3.25m,最大凈張力441kN,最大凈張力差137.2kN,導向輪直徑3m。大巷運輸方式有兩種選擇：一、是采用XK8-6/110A蓄電池式電機車牽引600毫米軌距三噸底卸式礦車運輸方式運送煤炭，一噸固定式礦車運送掘進煤炭、矸石、材料、及設備。二、采用皮帶運輸機。 一方案具有以下優點：（1）大巷遇斷層可適當調整；（2）裝車點靈活（大巷和石門均可）；（3）工程量省，投資省。缺點：非連續運輸；人員多；運費高。二是采用鋼絲繩牽引皮帶輸送機運送煤炭，一噸固定式礦車運送煤炭、矸石、材料及設備。該方案的優點：（1）連續運輸；（

33、2）便于集中管理；（3）運輸量大；（4）人員少；（5）運費省。缺點：大巷遇斷層不宜調整。但考慮到煤層傾角緩，走向變化大，局部構造發育等特點，大巷采用機車運輸，適應性較強，因此決定采用機車運輸方案。本礦井大巷運輸采用XK8-6/110A蓄電池式電機車和三噸底卸式礦車作為運煤的主要設備。輔助運輸采用一噸礦車運送掘進煤炭、矸石、材料、及設備等。 采區設備表巷道名稱設備類型設備規格所需設備臺數輸送能力工作面刮板輸送機SGZ630/2641600運輸大巷轉載機SGB620/1501150皮帶輸送機SJ1002400運輸上山皮帶輸送機DP363/10002400軌道上山絞車JT-1600/1224140第

34、二章 采區地質特征第一節 采區范圍本采區可采2#煤、4#煤。2#煤平均厚度5.22米，4#煤平均厚2.65米，煤層厚平均為3.64米。煤層間距38米。2#、4#煤屬中厚煤層。該采區走向長度2.5公里，傾向長度1.1公里，采區面積2.65平方公里，可采儲量2355萬噸。第二節 采區地質情況本采區可采2#煤、4#煤。2#煤平均厚度5.22米，4#煤平均厚2.65米，煤層厚平均為3.64米。煤層間距38米。2#、4#煤屬中厚煤層。含水層多, 奧陶系水層的埋藏較深,地下水與地表水影響不大,水文地質條件不復雜。地面無村鎮，但位于井田邊界，需要留邊界保護煤柱。本采區單斜構造，煤層平均傾角為13°

35、左右，井田范圍內沒有斷層。地層走向近東西，傾向向南傾角12°15°。小構造幾乎沒有，地質構造簡單。礦井投產初期,瓦斯等級鑒定為低瓦斯礦井,但隨采區的擴展,開采深度的延伸，礦井瓦斯涌出量逐年升高,根據2002年瓦斯鑒定結果,礦井已升級為高瓦斯礦井。礦井絕對瓦斯涌出量為42.46m3/min，相對瓦斯涌出量12.46m3/min。礦井煤塵具有爆炸性，2#煤層煤塵爆炸指數為18.3619.31%，4#煤層煤塵爆炸指數為17.4222.03%，8#煤層煤塵爆炸指數為16.3719.26%，煤層自燃傾向等級為III類，屬不易自燃煤塵。第三節 采區儲量和生產能力該采區走向長度2.5公里

36、，傾向長度1.1公里，采區面積2.65平方公里，可采儲量2355萬噸。采區生產能力 Q2#機=N*L*S*m*c =4*160*0.63*2.0*1.5*0.931125噸；式中:N-日進刀數，4刀；L-工作面長度，160m;S-每刀截深，0.63mm-采煤高度，2.0m; -煤的容重，1.5t/m3c-回采率，93；Q2#放=4*0.63*160*3.22*1.5*0.85=1654噸；Q2總 = Q機+Q放=2779噸；Q4#機=N*L*S*m*c=4*0.63*160*2.0*1.38*0.93=941噸； Q4#放4*0.63*160*0.65*1.38*0.85308噸； Q4總94

37、1+3081249噸； Q總2779+12494028噸。本采區在2煤中布置一個工作面、在4煤中布置一個工作面，共布置兩個工作面同時生產，所以工作面年產為：(2779+1249)*300=120.8萬噸。采區服務年限 N=Q/Q產=2355/120=19.6年。 第三章 采煤方法及采區巷道布置第一節 采煤方法的選擇本采區可采2#煤、4#煤。2#煤平均厚度5.22米，4#煤平均厚2.65米，煤層間距38米。2#、4#煤屬中厚煤層。2#煤直接頂板為深灰色粉砂巖，一般厚度在2.6米左右，節理發育，易冒落，屬于一類頂板，f=3.7,局部地段有0.4m的炭質泥巖偽頂。老頂為灰黑色中細粒砂巖，厚度8.7米

38、；抗壓強度2430Mpa；類別為II級。底板為深灰色粉砂巖，層理發育，含植物化石與菱鐵質結核，厚度9.6米；抗壓強度1820Mpa；類別為II級。4#煤頂板為石灰巖,厚度0.23.13米,平均1.2米，屬于二類頂板，f=8.9，采后頂板緩慢下沉。底板為灰色中、細粒砂巖,質地堅硬,厚度1.56.5米，一般為3米。根據以上地質地形及瓦斯量和自燃發火等條件綜合考慮比較適合采用走向長壁式綜采放頂煤一次采全高后退式采煤法。第二節 礦壓觀測情況 通過此項觀測，主要了解本采煤工作面頂板運動規律及頂板對支架產生的壓力特征，由于可確定頂板初次來壓和周期來壓強度，掌握綜放面的礦壓顯現規律。工作面及條帶斜巷巷道必須

39、加強頂板維護，工作面支架能夠超前拉時必須超前拉架，且工作面所有支架拉過后必須升緊達到初撐力；巷道超前工作面25m加強維護，對于失效錨桿由調度室安排重新補打，對于網破地點必須進行補網并聯好。礦壓監測由當班班長及驗收員完成，每班班后記錄在礦壓觀測記錄表上，并交相關領導。第三節 采區巷道布置由于本采區走向長度大，最大長度2500米，傾向長度將近1100米，煤層平均傾角130，為緩傾斜煤層，采用走向長壁式綜采放頂煤一次采全高后退式采煤法。沿采區中央傾斜方向在4煤層布置兩條煤巷上山，進行雙翼后退式回采。上山布置方式有兩種：一是巖層上山；二是煤巖上山。煤層上山的優點：（1）巷道維護較容易，維護費用較低；（

40、2）能實現跨采；（3）開掘容易，巖石工程量少。缺點是：增加了煤柱損失。巖石上山的優點是：（1）巷道維護容易，維護費用低；（2）巷道受采動影響小，服務年限長；（3）能實現跨采。缺點是：（1）開掘困難，準備時間長；（2）巖石巷道工程量增加，投資高。由于本采區的煤層賦存不深，地壓不大，上山長度不太長，而且開采2#、4#煤，故在4#煤層中布置兩條煤巷上山，兩條上山：一條為軌道上山，作為行人、運料、排矸、進風用，內部使用單軌吊。一條為皮帶上山，巷道內布置與采區煤倉相通的膠帶運輸機，把工作面的煤經下順槽通過膠帶運輸機運至采區煤倉。第四節 回采工藝與勞動組織 回采工藝1、落煤方法采用MGY-150/375W

41、雙滾筒機組割煤，支架尾梁擺動插板伸縮放頂煤。采煤機端頭斜切式進刀，雙向割煤，往返一次進兩刀，兩刀放一次頂煤,其中割煤高度2.0米，放煤高度平均3.22米，采放比為1:1.61。采煤機的進刀方式 采用雙向割煤斜切進刀,前滾筒割頂煤,后滾筒割底煤,隨后移架.兩排溜.采煤機采用端頭斜切進刀方式.采煤機端頭斜切進刀:1.采煤機運行到工作面端頭時,采煤機擋煤板翻轉,上下滾筒調換,采煤機反向運行,經輸送機彎曲段進入直線端,滾筒切入煤壁.2.推移輸送機彎曲段和機頭,將機推直.3.采煤機翻轉煤板,調換滾筒位置,向工作面端頭運行,同時割三角煤.4.采煤機翻轉煤板,調換兩滾筒位置,反方向割煤,在采煤機后方一定距離

42、推移輸送機,開始下一刀割煤.采煤機進刀如下圖所示，圖3-4-1圖3-4-1 采煤機進刀示意2、裝煤方法利用采煤機螺旋滾筒配合刮板輸送機鏟煤板裝底煤。后部刮板輸送機運頂煤。前后兩部刮板輸送機平行運煤集中到順槽運輸機外運。3、運煤方法采用SGZ-630/264型刮板輸送機運煤。4、支護方法工作面采用ZFZ200016/24和ZFZ200015/23D輕型放頂煤液壓支架跟機移架支護方式支護，上、下端頭采用雙銷頂梁配合單體柱支護。上下順槽采用十字交接頂梁配合單體支柱支護。5、放煤頂煤由頂板壓力，支架反復支撐，尾梁上下擺動等綜合方式進行松動，支架收回插板，下擺尾梁放煤。根據工作面情況，本工作面為外段一次

43、采全高工作面，采用兩刀一放。放煤時，從工作面一端同時開放兩個放煤口，一次放出頂煤。工作面推采出切眼，架后頂煤冒落即開始放煤，放煤要從工作面一端開始單向進行，不得雙向進行。在推采過程中注意觀察頂板情況，若工作面推采出切眼后15米，頂板不落，必須采用放震動炮的方式崩頂，迫使頂板下落。6、運輸方法采用SJ-100輸送帶運煤。7、工藝流程拉后溜割煤移架推前溜放煤拉后溜割煤移架放煤。QtA/T式中： Qt礦井理論日產量，t/d；A礦井設計生產能力，120萬t；T礦井年工作天數，取300d；即Qt=4000 t/d綜合以上多種因素，確定工作面長度為160m，現驗算工作面生產能力。工作面日產量： Q2#機=

44、N*L*S*m*c=4*160*0.63*2.0*1.5*0.931125噸；式中: N-日進刀數，4刀；L-工作面長度，160m;S-每刀截深，0.63mm-采煤高度，2.0m;-煤的容重，1.5t/m3c-回采率，93； Q2#放=4*0.63*160*3.22*1.5*0.85=1654噸； Q2總 = Q機+Q放=2779噸； Q4#機=N*L*S*m*c =4*0.63*160*2.0*1.38*0.93=941噸； Q4#放4*0.63*160*0.65*1.38*0.85308噸； Q4總941+3081249噸； Q總2779+12494028噸。礦井日產量Q為：QQrQr&#

45、215;20式中： Q礦井日產量，t；Qr工作面日產量，t；5%掘進出煤系數；Q5075t該工作面長度能滿足礦井達到設計生產能力的要求。 工作面長度的確定（1） 本井田內2煤層厚度為5.22米，4煤層厚度為2.65米屬于中厚煤層，而且地質條件簡單，瓦斯量大但是可采用抽放方式降低瓦斯量，通風相對復雜一些，回采工藝采用輕放工作面一次采全高，工作面的礦壓顯現不明顯，因此可采用較長工作面。本采區傾斜長度1100米，可以將其大體上劃分為8個工作面，每個工作面長大約為160米。工作面推進長度和推進方向確定（1） 工作面推進長度本礦井工作制度為三八制，兩班采煤一班檢修，采煤班每班采四刀，日進刀4刀，截深0.

46、63米，日進度為2.52米。，即工作面的推進速度為2.52m/d；每年按330d計，年推進長度為831.6m/a。（2） 工作面的推進方向本采區工作面推進方向為走向長壁布置，煤壁可在重力作用下自穩安息，以提高煤壁自穩能力，還可以實現不降架和帶壓擦頂移架，避免支架對頂板的反復支撐，以減少漏冒頂現象，有利于頂煤下放，防止頂煤竄入采空區，提高回采率。勞動組織和循環作業圖表（1）作業形式工作面采用“三、八”制作業方式，早班檢修，中晚班生產。（2）工序安排綜采面割煤、移架、推移輸送機三個主要工序，按照不同工序有以下兩種搭配方式，即及時支護和滯后支護。工作面的勞動組織采用追機作業方式。勞動組織表見表回采工

47、作面的循環回采面的“循環”，就是完成“破、裝、運、支、處”這樣的一個周而復始的采煤過程。工作面的循環作業內容包括：循環方式、作業方式、工序安排及勞動組織。（一） 循環方式 循環方式就是循環進度和晝夜循環數的總稱。循環進度在綜采工作面就是截深。機采工作面應積極組織多循環作業，在工序安排上盡量采用新工藝，新技術，簡化工序。充分利用空間和工時，充分發揮設備效能，加快推進度，提高工作面單產效采區銜接：采區接續 依據井田大小將全礦井劃分為三個帶區，沒一帶區劃分六個條帶。本次設計的采區位于第一帶區北翼第一條帶。在第一條帶完成回采工作面布置的時候，沿著它的水平方向在第一帶區南翼布置第二條帶的回采工作面。以此

48、類推，按順序依次開采，在帶區內按著先北后南的順序開采各個條帶。率和其他各項技術經濟指標。在確定在冊人數時，出勤率按95%計算，在冊人數按下式計算。在冊人數=出勤人數×（7/6）/出勤率式中： 7/6替休系數；在冊人數=65×（7/6）/95%=79工作面全員工率=工作面日產量/在冊人數=4028/79=51t/工工作面循環圖表勞動組織表一班二班檢修班定員班長1113機組司機336移架、放煤448轉溜司機224三機維護88電器維護44皮帶及溜子司機336機組維修工33乳化泵司機112端頭維護工44816電工22送飯工1113合計19192765第五節 采區準備根據綜放工作面運

49、煤、輔助運輸和通風的需要，確定順槽的尺寸為4200mm×3300mm，采區主要準備巷道斷面圖見圖a、b圖a 輔助運輸順槽斷面圖圖b 膠帶運輸順槽斷面圖采區巷道的掘進方法和作業方式掘進通風的基本要求：1掘進巷道嚴格采用礦井全風壓通風或局部通風機通風，不得采用擴散通風。2局部通風機和啟動裝置必須安裝在進風巷中，距回風口不得小于10m.掘進通風方式分為壓入式、抽出式和混合式。結合本礦設計的實際情況，巷道采用壓入式局扇進行通風，局扇應在新鮮風流處。為了防止回風短路，在順槽設置風門或風窗，具體位置見采區巷道布置圖。初步確定采區內各類巷道的斷面形狀、規格及支護方式（以備通風和運輸驗算）闡明掘進月

50、進度、計算采區準備時間，計算采區的掘進出煤率、萬噸掘進率和采掘比，合理安排工作面的接替，確定采區內掘進工作的數目及位置。 采區工作面配備及三量管理1.根據本礦采掘的具體情況，在移交采區時有一個采區進行生產，采區在2及4煤層各布置一個工作面，每個工作面都布置成綜采輕放工作面，兩個生產兩個準備。2.三量及可采期如表3-5-1示：表3-5-1 三量及可采期開拓面積（m2）容重煤厚可采系數煤 量(萬噸)合計(萬噸)2#26480851.55.2280%16322355426480851.382.6585%723準備2#26370001.55.2280%15302248426370001.382.6585%718回采2#2000001.55.2280%133.519642000001.382.6585%62.53.開拓煤量、準備煤量及可采期ZK=（開拓部分的地質儲量-開拓部分地質損失-煤柱損失）*采區回采率，則根據上圖可知，開拓煤量為2355萬噸。可采期Tk2355/12019.6年4.準備煤量及可采期 ZK=（準備的采區地質儲量-采區地質損失-呆滯煤量）*采區回采率則，根據上圖可知，開拓煤量為2248萬噸。可采期Tk2248/12018.7年。5.回采煤量及可采期ZK=（回采部分的地質儲量-回采部分的地質損失-煤柱損失）*采區回采率，則根據上圖可知，回采煤量為392萬噸可采期Tk196