生产实习报告东曲矿

1、中 国 矿 业 大 学生 产 实 习 报 告姓名：杨 健专业： 采矿工程学号：指导教师：王旭宏实习地点：东曲矿 二一五年一月 前 言一、实习目的：通过本次生产实习，巩固所学的专业理论知识，加深对所学基础知识及专业理论知识的理解，进一步扩大专业知识面，锻炼在采矿开采技术领域发现问题、分析问题、解决问题及实际动手的能力，培养劳动意识，巩固、理解和体会所学课程理论和技术，为毕业设计和走向工作岗位打下坚实的生产实践基础。二、实习时间：2015年 1 月5 日 2 月 5 日（4周）三、实习地点：东曲矿四、实习的主要内容：1、地质概况 2、开拓情况 3、巷道布置 4、工作面回采工艺 5、通风情况 6、其

2、他生产系统 本次实习重点是以现场搜集资料为主，为今后的学习和工作打下坚实的基础。目 录第一章 矿区概况1第一节 矿区概述1一 井田所属的地理位置及交通条件1二 井田的水文地质情况2三 主要地质构造分布情况2第二节 煤层的埋藏特征3一 煤层赋存状及围岩性质3二 煤层瓦斯等级及爆炸指数4三 煤的工业分析4第三节 井田境界与储量4一 井田境界4二 井田工业储量5第四节 矿井开拓8一 井筒的位置、形式及数目8二 开采水平的确定及采区划分10三 矿井通风方式12四 矿井提升及运输12第二章 采区地质特征15第一节 采区范围15第二节 采区地质情况15第三节 采区储量和生产能力15第三章 采煤方法及采区巷

3、道布置17第一节 采煤方法的选择17第二节 矿压观测情况17第三节 采区巷道布置17第四节 回采工艺与劳动组织18第五节 采区准备24第四章 采区运输、防治水与供电27第一节 采区运输27第二节 采区防排水和洒水31第三节 采区供电31第五章 采区巷道规格及支护方式32第一节 概述32第二节 采区巷道规格及支护方式32第六章 采区设备选型及计算35第一节 采煤机的选型及验算35第二节 运输机的选型及验算35第三节 顺槽设备的选型36第四节 支架的计算与选型37第七章 技术经济指标38实习体会40第一章 矿区概况第一节 矿区概述一 井田所属的地理位置及交通条件（一） 交通位置本井田位于山西省古交

4、市东南，与古交市相邻，行政区划为古交市所辖，其地理坐标为北纬374800375500，东经11209221121652。井田范围北以头南峁断层为界；东起半沟D12钻孔，经D19、167钻孔到182孔东南2000余米止；南到康家社、师家山、张家里一带；西以大川河东岸洪水位线为界。开采标高为6201140m。井田北部边缘有太岚铁路通过，矿区有铁路专用线与太岚铁路于古交东站接轨相连；井田西部有太古公路沿大川河通过；北部有太佳二级公路通过，交通十分便利。由井田到太原公路42km，铁路56km。如图1.1矿区交通图二 井田的水文地质情况本井田位于吕梁山东侧，属中低山区，区内切割剧烈，沟谷纵横，地形复杂。

5、沟谷两侧基岩裸露，山顶多为黄土覆盖。井田地形以东南角富家洼一带最高，海拔+1500米左右，北部汾河河谷最低，海拔+960米左右，相对高差一般在150250米。汾河自井田北缘流过，在古交镇河谷宽150250m，流量受上游汾河水库控制。坡度千分之三，以侧向侵蚀为主。区内水系受石千峰控制，沟谷多以北西向分布，注入汾河。较大的沟谷有半沟、小峪沟、长峪沟、铁磨沟等，多为季节性水流。本区含水层有奥陶系马家沟组灰岩、太原组灰岩、山西组砂岩、石盒子组砂岩、全新统冲积砾石层。其中奥灰水为基岩中最主要的含水层，其上含水带水位标高914.64929.72米，据此本区2/3以上2#煤都被超越，下含水带水位869.38

6、880.32米，8#煤全部处于超越水位。矿井正常涌水量为210m3/h，最大280m3/h。水源：矿井井下用水、地面生活及消防用水均由公用事业总公司下属古交给排水公司供给，不足部分由矿自备井解决。三 主要地质构造分布情况井田位于太原西山煤田古交矿区，区域地层由老至新依次为中太古界、上太古界、元太古界的奥陶系、石炭系、二叠系、三叠系，新生界的第三、四系。矿区位于马兰向斜的东翼，受新华夏系泰山式断裂的控制。地层走向北西，倾向南西，倾角38，基本上为一伴有宽缓波状褶皱的单斜构造。断层横穿井田中部，组成地堑，其间小断层密布，形如树枝。此外，沟谷两侧常见到滑坡等现象，采掘中没有发现有岩浆岩侵入现象。褶曲

7、：多为短轴或波状褶曲，轴部宽缓，两翼倾角36或更小，地面不易察觉，主要为钻探和生产揭露资料控制。轴向与断层平行或斜交，延伸较远，对开采影响不大。断层：本区内断层较多，为区内主要地质构造。陷落柱:本区内陷落柱较少，据已开采情况，在区内中、南部发育有范围较小的陷落柱，小的约1020米，大的约3040米。对开采有一定影响。第2节 煤层的埋藏特征一 煤层赋存状及围岩性质本区内含煤地层为山西组和太原群，煤层总厚13.40m，煤系地层总厚155.35m，含煤系数为8.7%。煤层编号煤厚(m)最小最大平均间距(m)最小最大平均夹矸层数可采情况含煤系数煤层稳定性23.556.325.22较复杂12可采8.7%

8、稳定2.7916.617.394上00.880.47简单局部可采不稳定合并6.113.20405.321.68复杂13大部可采较稳定合并13.014.624下00.880.47简单局部可采不稳定6.8031.1015.102#煤层厚度为1.046.29米，均厚为5.22m，顶板硬度f=46，直接顶为细砂岩、砂质泥岩，老顶为中细砂岩，直接底为泥岩、砂质泥岩；老底为细砂岩，直接顶属II类直接顶，老顶压力显现不明显，属I级基本顶，煤层围岩属易控围岩。4#煤层厚度为2.23.40米，平均厚度2.65米。结构较为复杂，顶板变化大，为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩，底板为泥岩或炭质泥岩。直接顶为泥岩及质软易碎的4

9、#上煤，直接底为砂质泥岩；直接顶属1类直接顶，煤层围岩属较难控围岩。岩石力学性质表煤层抗压强度抗拉强度抗剪强度2#、4#250750Kg/cm250130Kg/cm2104187Kg/cm2二 煤层瓦斯等级及爆炸指数矿井投产初期,瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井,但随采区的扩展,开采深度的延伸，矿井瓦斯涌出量逐年升高,根据2002年瓦斯鉴定结果,矿井已升级为高瓦斯矿井。矿井绝对瓦斯涌出量为42.46m3/min，相对瓦斯涌出量12.46m3/min。矿井煤尘具有爆炸性，2#煤层煤尘爆炸指数为18.3619.31%，4#煤层煤尘爆炸指数为17.4222.03%，煤层自燃倾向等级为III类，属不易自燃煤尘

10、。三 煤的工业分析根据精查钻孔煤芯煤样分析成果，井田内主要可采煤层煤质情况如下：2号煤：有瘦煤、焦煤二种牌号，以瘦煤为主。煤的挥发分为19%。灰分为23.09%，属中灰煤。含硫量为0.55%，属低硫煤，含磷量0.0302%，属低磷煤。煤的抗碎性、耐磨性良好，为级焦炭。4号煤：有瘦煤、焦煤二种牌号，以瘦煤为主。煤的挥发分为29.60%，属中高挥发分煤，居所有煤层的首位。灰分为20.10%。属中灰煤，含硫量较低，为0.51%。含磷量为0.0321%，属低硫低磷煤。本层煤以暗淡煤为主。并且不同程度被粘土矿物矿化。第3节 井田境界与储量一 井田境界本井田的境界为：井田西部以F4断层为界，南部以技术边界

11、与牛儿庄矿为界，东部以 F断层及技术边界与小屯矿为界，北部以大煤-300米等高线垂直下切与大淑村矿为界，开采范围以1 #44#坐标点圈定。井田走向平均长约7000m，倾向长平均约2500m，面积约17.5km2。西部较宽东部较窄，形状不规则。二 井田工业储量平衡表内最小可采厚度为0.7米,灰分小于40%,厚度在0.50.6米及灰分在4050%的煤层储量列在平衡表外,0.5米以下的煤层不计储量。7、8、9号煤层为下组煤，因受奥灰水威胁，在目前的技术条件下暂不可采，故也不计入工业储量。储量是按块段结合等高线法计算的.块段是以等高线,境界线,级别线,地质剖面线划分，煤层厚度采用块段平均厚度。各层煤的

12、容重如表1-3-1示：表1-3-1 各层煤的容重煤层2#3#4#6#7#8#9#容重1.51.381.381.381.401.401.40基岩面向下垂深25米为煤层风化氧化带不计储量.根据前述的井田境界及计算储量的煤层,计算所得的矿井工业储量为12836.58万吨。具体计算过程如下： 依据储量计算： Q = SMD （1.1）其中： S实 = S/cos M = HD 为煤层容重将下表数值代入上式计算得具体数值如表2.2示:其储量为2#煤工业储量即： Q2 = 10262.63万吨表1-3-2 2煤工业储量计算表区域块段(度)S(平方千米)H(米)储量(万吨)总储量(万吨)1151.215.1

13、4963.8610262.632141.305.21044.72313.01.395.41102.16112.01.175.1911.882111.695.21339.273102.595.01971.52191.385.31109.3282.225.41819.92在计算其它煤层储量时考虑到无具体底板等高线图作为依据,所以:面积,倾角均用2号煤总面积,即面积S=12.95平方千米；平均倾角= 11.5 度。其它煤层特征如表1-3-3示:表1-3-3 其他煤层特征表煤层3#4#6#7#8#9#厚度(米)0.72.651.41.31.072.65可采性指数0.350.740.50.830.780

14、.88 将上述数据分别代入储量计算公式得:Q3 = 12.95/cos*0.7*1.38=1093.49万吨Q4 = 12.95/cos*2.65*1.38=2573.95万吨Q6 = 12.95/cos*1.4*1.38=2551.49万吨Q7 = 12.95/cos*1.3*1.4=2403.58万吨Q8 = 12.95/cos*1.07*1.4=1978.33万吨Q9 = 12.95/cos*2.65*1.4=4899.60万吨所以本井田地质储量为:Q总 = Q2+ Q3+Q4+Q6+Q7+Q8+Q9=25763.07万吨本井田工业储量为:Q工 = Q2 + Q4=12836.58万吨在

15、计算可采储量时考虑了下列各种煤柱损失：1.工业广场保护煤柱570万吨。根据煤矿设计规范中矿井工业场地占地指标的规定工业广场布置计算如下：实际参数：走向 490米；倾向 630米；表土层移动角：56；63+75；基岩段移动角74；74-0.666。计算广场煤柱损失：2#煤柱损失梯形面积煤厚煤的比重 1.551.5570万吨 4#煤柱损失梯形面积煤厚煤的比重 2.651.38266万吨2.断层煤柱：考虑本区各含水层都具有高压力，断层带填充又不甚致密，井田内断层煤柱按每边20米，井田边界保护煤柱按50米计算。计算所得断层煤柱损失量为41758.53*2/cos11.5（5.22*1.5+2.65*1

16、.38）=.468吨 （合95.94万吨）。3.井田边界保护煤柱储量为（4275.98*50*2）/cos11.5（5.22*1.5+2.65*1.38）=.226吨 （合491.18万吨）。 以上各煤柱损失共计570+266+95.94+491.181423.12万吨。矿井可采储量是矿井设计可以采出的储量，故Z=(Zc-P)CZc矿井的工业储量；P保护工业场地，井筒，井田边界，河流，湖泊，建筑物等留置的永久煤柱损失量；C采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低于0.85Z=(Zc-P)C （12836.58-1423.12）*0.80 =9130.77万吨矿井可采储

17、量为9130.77万吨各煤层储量如表1.4示：单位(万t)表1-3-4 各煤层储量煤层2#3#4#6#7#8#9#地质储量 10262.631093.492573.95 965.921201.791978.33 4899.60 工业储量10262.632573.95 远景储量1093.49 965.92 1201.79 1978.334899.60可采储量总计9130.77利用矿井服务年限计算公式： T=Zk/AK （3.1）式中：T - 计算服务年限，年；Zk - 可采储量， 吨；A - 年产量， 吨；K - 储量备用系数，本井田备用系数取1.4。将前面数值代入上面公式得 矿井最佳服务年限为

18、55年。各水平储量计算表如表示：各水平储量计算表一水平(-150)二水平（-300）矿井可采储量(万吨)541037219131年产量(万吨)120120120服务年限(年)332255根据煤炭工业设计规范设计能力90万吨的矿井服务年限为73年， 150万吨的矿井服务年限为43年。考虑到煤炭的供求情况比较紧张和设备的更新，可以建设为大矿井，服务年限可以缩短。因此确定矿井设计生产能力为120万吨/年，服务年限为55年日产4000吨。第四节 矿井开拓一 井筒的位置、形式及数目确定井筒位置、数目,包括主井、副井和风井 一. 选择井筒的依据,应遵循以下原则:1.初期开采有利,储量可靠,井巷工程量省,建

19、井工期短。2.井田两翼储量大致平衡,井下运输,通风,开采比较合理.3.尽量不占农田,少占良田,充分利用地形,使地面生产系统工业场地及地面运输比较合理.4.井筒尽量避免穿越流沙层，较大含水层，较厚冲积层，有煤和瓦斯突出的煤层，较大的断层和采空区，并应少压煤。5.有良好的工程地质条件，不受岩崩、滑坡和洪水的威胁。二 对井下合理开采的井筒位置 井筒沿井田走向的有利位置应在井田中央。当井田储量呈不均匀分布时，应在储量分布的中央，以此形成两翼储量比较均匀的双翼井田，应尽量避免井筒偏于一侧。井筒设在井田中央（储量分布的中央），可使沿井田走向的井下运输工作量最小，而井筒偏于一翼边界的相应井下运输工作量要较前

20、者大。井筒设在井田中央时，两翼分配风量分配比较均匀，通风网络比较短，通风阻力较小。井筒偏于一侧时，一产量翼通风距离较长，风压增大。当产量集中于一翼时，风量成倍增加，风压按二次方关系增加。如要降低风压，就要增加巷道端面，增加掘进工程量。 井筒设在井田中央时，两翼分担产量比较均匀，各水平两翼开采结束的时间比较接近。如井筒偏于一侧，一翼过早采完，然后产量集中于另一侧，将使运输、通风过于集中，采煤掘进互相干扰，甚至影响全矿生产。 实际工作中，由于井田地质条件和其它因素的影响，要尽可能使两翼均衡，同时可将井筒布置在靠近高级储量地段，使初期投产的采区地质构造简单、储量可靠。从而使矿井建设投产后能有可能大的

21、储量和较好的开采条件，以便迅速达到设计能力。 考虑到本井田储量比较均匀，可将井筒布置在井田中央地段，初期投产的采区地质构造简单、储量可靠，从而使矿井建设投产后能有可靠的储量和较好的开采条件，以便迅速达到设计能力。三 对掘进与维护有利的井筒位置。 1.为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土具有较好的水文、围岩和地质条件。 虽然用特殊凿井法可以在水文地质情况复杂的条件下掘砌井筒，但所需的施工设备较多，掘进速度慢，掘进费用高。因此，井筒应尽可能不通过流沙层、较厚的冲击层及较大的含水层。为便于井筒的掘进和维护，井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及采动影响的

22、地区。 井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件，便于大容积硐室的掘进与维护。2.井筒沿煤层倾向的位置立井开拓时井筒沿煤层倾向位置的几个原则。井筒设在井田中部，可使石门总长度最短、沿石门的运输工作量小；井筒设在浅部时，总的石门工程量虽然稍大，但初期（第一水平）工程量及投资较少，建井期较短；井筒设在深处的初期工程量最大，石门总长度和沿石门的运输工作量也较大，但如煤系基底有含水特大的岩层，不允许井筒穿过时，它可以延伸井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利；而在浅、中位置，井筒只能打到一、二水平，深部需用暗井或暗斜井开采，生产系统较复杂，环节较多。从保护井筒和工业场地煤柱损失看，愈靠近浅部，煤柱的尺

23、寸愈小，愈近深部，则煤柱损失愈大。综合考虑矿井的地质条件，煤炭储量情况，瓦斯含量情况，在本矿井中可用立井双水平进行开拓。将主、副井井筒布置在井田中央（储量中央靠近西部储量丰富地区），二水平用暗立井直接延伸；工业广场布置在井田中央，煤柱损失偏大。 主井主要负责煤的提升及附近采区的回风；副井负责人员的上下、井下所需材料的提升及矸石的提升，并且兼作进风井；风井总回风。二 开采水平的确定及采区划分1. 根据水平服务年限 根据煤炭工业设计规范规定,为使每个开采水平有足够的储量板正服务年限,可按下式计算必须的阶段高度。H=ATK sin/SMC (4.6)H- 阶段垂高，m；A-矿井年产量，吨；T-水平服

24、务年限，年；-阶段内煤层平均倾角，度；K-储量备用系数，可取1.4；S-井田走向长度，m；-阶段内煤层累计厚度，m；-煤的容重，吨m3,可取1.5；-采区回采率，可取0.7-0.85本井田参数如下：矿井设计年产量120万吨年，根据设计规范规定水平服务年限为55年，储量备用系数取1.4，阶段内煤层平均倾角11.5度，井田走向长度7000m,阶段内煤层累计厚度7.87m,煤的容重取1.5吨m3,回采率取0.8，经计算得出阶段垂高为140m。2、根据煤层赋存条件及地质构造煤层倾角不同对阶段高度影响较大。急倾斜煤层因受采动影响阶段不能太高，否则底板回风难于维持，采区上下行人、运料、溜煤都比较困难，因此

25、急倾斜煤层阶段垂高一般比缓倾斜和倾斜煤层小。水平或近水平煤层，阶段高度的计算已无实际意义，应按水平运输大巷两侧盘区上、下山长度决定水平开采范围的大小，并要保证水平服务年限。盘区上、下山长度根据煤炭工业设计规范规定，采用盘区准备时盘区上山长度一般不超过1500米 ，盘区下山不宜超过1000米。用盘区石门溜煤眼开采时，盘区斜长可按具体条件确定。3、本井田阶段概况水平数目为：2个；一水平斜长：1100米；二水平斜长：950米。水平储量：一水平5410万吨；二水平3721万吨；服务年限：一水平33年；二水平22年。4、根据生产成本合理的阶段高度应使吨煤成本低，劳动生产率高。我国大多数矿井过去设计采用的

26、阶段高度偏小，水平储量不足，造成接替紧张，增加了后期总工程量，使管理复杂化。一般阶段高度增大，全井水平数目减少，水平储量增加，分摊到每吨煤的折旧费减少。但阶段斜长过大又会使一部分生产经营费相应增加。采区区段的划分本采区可采2#煤、4#煤。2#煤平均厚度5.22米，4#煤平均厚2.65米，煤层厚平均为3.64米。煤层间距38米。2#、4#煤属中厚煤层。含水层多, 奥陶系水层的埋藏较深,地下水与地表水影响不大,水文地质条件不复杂。地面无村镇，但位于井田边界，需要留边界保护煤柱。本采区单斜构造，煤层平均倾角为13左右，井田范围内没有断层。地层走向近东西，倾向向南倾角1215。小构造几乎没有，地质构造

27、简单。近水平煤层，为实现高产高效，要求巷道布置系统力求简单，掘进工程量要少，结合实际生产中采区布置与采区布置各自的优缺点及适用条件，分析比较可知本矿井采用采区式开采优势明显，故设计采区式开采。（1）本采区使用走向长壁采煤方法，工作面长度设计为160米，所以把整个采区划分为8个区段，双翼布置对采工作面对煤层进行跨上山回采。（2）上下区段同时回采工作面的超前距离：L最小=（M/tg）+24+b=50米 (5.1) 式中：M上、下煤层层间距离，38米； 上、下煤层层间岩石移动角（坚硬岩石为6075；软岩为4555）； 24上下山工作面推进速度不均衡富裕距离，米； b上煤层工作面的最大控顶距，4.3米

28、；三 矿井通风方式通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，由于矿井的地理位置限制，本设计一水平标高为-150m。煤层为稳定煤层，矿井年产量120万t，为大型矿井，煤层有自然发火危险，煤尘有爆炸性，瓦斯涌出量小，矿井风量较大，为实现尽快采煤和保证安全起见，根据以上分析，确定前期技术可行的方案为：中央分列式通风。四 矿井提升及运输主井提升设备的选择矿井年产量An为120万吨，井筒深度400米，装载高度25米，卸载高度25米，年工作日300天，净提升时间14小时。提升方式：双箕斗提升。箕斗的选择选用9吨箕斗，故选用JDS9/1104标准底卸式四绳9吨箕斗，其载重Q1=9吨，自重Qc=10.8吨，全高

29、Hr=1445毫米。 选用（YB82973）6（30）股（6+12+12）绳纤维芯三角股钢丝绳，左右捻各两根。查钢丝绳规格：pk=304.4kg/100m,d=28mm,B=1666Mpa选用（GB/10274）6*37股（1+6+12+18）绳纤维芯钢丝绳。查钢丝绳规格：530.8kg/100m,d=39.0mm,=1666Mpa选用JKM4/4()型多绳摩擦轮提升机，其主要技术数据：主导轮直径Dm=4m,最大净张力588kN,最大净张力差176.4kN,导向轮直径3m。提升电动机选择：按N、n及电压等级，选用YR160012/1730三相交流绕线型异步电动机，其中技术数据如下：额定功率Ne

30、1600kw,转数n=494r/min,过负荷系数2.29，转子飞转力矩（GD）46696N*m2,效率d=92.5%,额定电压V=1000v采用ZHG100减速器，I=10.5提升机相对井筒的位置由于采用多绳摩擦提升，故提升机安装在井塔上部。副井提升设备的选择罐笼选择罐笼选用GLS3*1/2型，推车机选用3.0吨单车底卸式装罐推车机。所以进车侧和出车侧均为2050毫米，装备一对3.0吨双层单罐笼，安装3.25米的多绳绞车。钢丝绳选用（YB82973）6（30）股（6+12+12）绳纤维芯三角股钢丝绳，左右捻各两根。查钢丝绳规格：pk=276kg/100m,d=26.5mm,B=1666Mpa

31、。尾绳选用（GB/10274）6*37股（1+6+12+18）绳纤维芯钢丝绳。查钢丝绳规格：530.8kg/100m,d=39.0mm,=1666Mpa提升机选用JKM3.254（）型多绳摩擦轮提升机，其主要技术数据如下：主导轮直径Dm=3.25m,最大净张力441kN,最大净张力差137.2kN,导向轮直径3m。大巷运输方式有两种选择：一、是采用XK8-6/110A蓄电池式电机车牵引600毫米轨距三吨底卸式矿车运输方式运送煤炭，一吨固定式矿车运送掘进煤炭、矸石、材料、及设备。二、采用皮带运输机。 一方案具有以下优点：（1）大巷遇断层可适当调整；（2）装车点灵活（大巷和石门均可）；（3）工程量

32、省，投资省。缺点：非连续运输；人员多；运费高。二是采用钢丝绳牵引皮带输送机运送煤炭，一吨固定式矿车运送煤炭、矸石、材料及设备。该方案的优点：（1）连续运输；（2）便于集中管理；（3）运输量大；（4）人员少；（5）运费省。缺点：大巷遇断层不宜调整。但考虑到煤层倾角缓，走向变化大，局部构造发育等特点，大巷采用机车运输，适应性较强，因此决定采用机车运输方案。本矿井大巷运输采用XK8-6/110A蓄电池式电机车和三吨底卸式矿车作为运煤的主要设备。辅助运输采用一吨矿车运送掘进煤炭、矸石、材料、及设备等。 采区设备表巷道名称设备类型设备规格所需设备台数输送能力工作面刮板输送机SGZ630/2641600运

33、输大巷转载机SGB620/1501150皮带输送机SJ1002400运输上山皮带输送机DP363/10002400轨道上山绞车JT-1600/12241第二章 采区地质特征第一节 采区范围本采区可采2#煤、4#煤。2#煤平均厚度5.22米，4#煤平均厚2.65米，煤层厚平均为3.64米。煤层间距38米。2#、4#煤属中厚煤层。该采区走向长度2.5公里，倾向长度1.1公里，采区面积2.65平方公里，可采储量2355万吨。第二节 采区地质情况本采区可采2#煤、4#煤。2#煤平均厚度5.22米，4#煤平均厚2.65米，煤层厚平均为3.64米。煤层间距38米。2#、4#煤属中厚煤层。含水层多, 奥陶系

34、水层的埋藏较深,地下水与地表水影响不大,水文地质条件不复杂。地面无村镇，但位于井田边界，需要留边界保护煤柱。本采区单斜构造，煤层平均倾角为13左右，井田范围内没有断层。地层走向近东西，倾向向南倾角1215。小构造几乎没有，地质构造简单。矿井投产初期,瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井,但随采区的扩展,开采深度的延伸，矿井瓦斯涌出量逐年升高,根据2002年瓦斯鉴定结果,矿井已升级为高瓦斯矿井。矿井绝对瓦斯涌出量为42.46m3/min，相对瓦斯涌出量12.46m3/min。矿井煤尘具有爆炸性，2#煤层煤尘爆炸指数为18.3619.31%，4#煤层煤尘爆炸指数为17.4222.03%，8#煤层煤尘爆炸指数为

35、16.3719.26%，煤层自燃倾向等级为III类，属不易自燃煤尘。第三节 采区储量和生产能力该采区走向长度2.5公里，倾向长度1.1公里，采区面积2.65平方公里，可采储量2355万吨。采区生产能力 Q2#机=N*L*S*m*c =4*160*0.63*2.0*1.5*0.931125吨；式中:N-日进刀数，4刀；L-工作面长度，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吨；Q2总 = Q机+Q放=2779吨；Q4#机=N*L*S*m*c=4*0.63*160*2

36、.0*1.38*0.93=941吨； Q4#放4*0.63*160*0.65*1.38*0.85308吨； Q4总941+3081249吨； Q总2779+12494028吨。本采区在2煤中布置一个工作面、在4煤中布置一个工作面，共布置两个工作面同时生产，所以工作面年产为：(2779+1249)*300=120.8万吨。采区服务年限 N=Q/Q产=2355/120=19.6年。 第三章 采煤方法及采区巷道布置第一节 采煤方法的选择本采区可采2#煤、4#煤。2#煤平均厚度5.22米，4#煤平均厚2.65米，煤层间距38米。2#、4#煤属中厚煤层。2#煤直接顶板为深灰色粉砂岩，一般厚度在2.6米左

37、右，节理发育，易冒落，属于一类顶板，f=3.7,局部地段有0.4m的炭质泥岩伪顶。老顶为灰黑色中细粒砂岩，厚度8.7米；抗压强度2430Mpa；类别为II级。底板为深灰色粉砂岩，层理发育，含植物化石与菱铁质结核，厚度9.6米；抗压强度1820Mpa；类别为II级。4#煤顶板为石灰岩,厚度0.23.13米,平均1.2米，属于二类顶板，f=8.9，采后顶板缓慢下沉。底板为灰色中、细粒砂岩,质地坚硬,厚度1.56.5米，一般为3米。根据以上地质地形及瓦斯量和自燃发火等条件综合考虑比较适合采用走向长壁式综采放顶煤一次采全高后退式采煤法。第二节 矿压观测情况 通过此项观测，主要了解本采煤工作面顶板运动规

38、律及顶板对支架产生的压力特征，由于可确定顶板初次来压和周期来压强度，掌握综放面的矿压显现规律。工作面及条带斜巷巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；巷道超前工作面25m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。第三节 采区巷道布置由于本采区走向长度大，最大长度2500米，倾向长度将近1100米，煤层平均倾角130，为缓倾斜煤层，采用走向长壁式综采放顶煤一次采全高后退式采煤法。沿采区中央倾斜方向在4煤层布置两条煤巷上山，进行

39、双翼后退式回采。上山布置方式有两种：一是岩层上山；二是煤岩上山。煤层上山的优点：（1）巷道维护较容易，维护费用较低；（2）能实现跨采；（3）开掘容易，岩石工程量少。缺点是：增加了煤柱损失。岩石上山的优点是：（1）巷道维护容易，维护费用低；（2）巷道受采动影响小，服务年限长；（3）能实现跨采。缺点是：（1）开掘困难，准备时间长；（2）岩石巷道工程量增加，投资高。由于本采区的煤层赋存不深，地压不大，上山长度不太长，而且开采2#、4#煤，故在4#煤层中布置两条煤巷上山，两条上山：一条为轨道上山，作为行人、运料、排矸、进风用，内部使用单轨吊。一条为皮带上山，巷道内布置与采区煤仓相通的胶带运输机，把工作

40、面的煤经下顺槽通过胶带运输机运至采区煤仓。第四节 回采工艺与劳动组织 回采工艺1、落煤方法采用MGY-150/375W双滚筒机组割煤，支架尾梁摆动插板伸缩放顶煤。采煤机端头斜切式进刀，双向割煤，往返一次进两刀，两刀放一次顶煤,其中割煤高度2.0米，放煤高度平均3.22米，采放比为1:1.61。采煤机的进刀方式 采用双向割煤斜切进刀,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,随后移架.两排溜.采煤机采用端头斜切进刀方式.采煤机端头斜切进刀:1.采煤机运行到工作面端头时,采煤机挡煤板翻转,上下滚筒调换,采煤机反向运行,经输送机弯曲段进入直线端,滚筒切入煤壁.2.推移输送机弯曲段和机头,将机推直.3.采煤机翻转煤

41、板,调换滚筒位置,向工作面端头运行,同时割三角煤.4.采煤机翻转煤板,调换两滚筒位置,反方向割煤,在采煤机后方一定距离推移输送机,开始下一刀割煤.采煤机进刀如下图所示，图3-4-1图3-4-1 采煤机进刀示意2、装煤方法利用采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装底煤。后部刮板输送机运顶煤。前后两部刮板输送机平行运煤集中到顺槽运输机外运。3、运煤方法采用SGZ-630/264型刮板输送机运煤。4、支护方法工作面采用ZFZ200016/24和ZFZ200015/23D轻型放顶煤液压支架跟机移架支护方式支护，上、下端头采用双销顶梁配合单体柱支护。上下顺槽采用十字交接顶梁配合单体支柱支护。5、放煤顶煤由

42、顶板压力，支架反复支撑，尾梁上下摆动等综合方式进行松动，支架收回插板，下摆尾梁放煤。根据工作面情况，本工作面为外段一次采全高工作面，采用两刀一放。放煤时，从工作面一端同时开放两个放煤口，一次放出顶煤。工作面推采出切眼，架后顶煤冒落即开始放煤，放煤要从工作面一端开始单向进行，不得双向进行。在推采过程中注意观察顶板情况，若工作面推采出切眼后15米，顶板不落，必须采用放震动炮的方式崩顶，迫使顶板下落。6、运输方法采用SJ-100输送带运煤。7、工艺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矿井理论日产量，t/d；A矿井设计生产能力，120万t；T矿井年工作天数，取300d

43、；即Qt=4000 t/d综合以上多种因素，确定工作面长度为160m，现验算工作面生产能力。工作面日产量： Q2#机=N*L*S*m*c=4*160*0.63*2.0*1.5*0.931125吨；式中: N-日进刀数，4刀；L-工作面长度，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吨； Q2总 = Q机+Q放=2779吨； Q4#机=N*L*S*m*c =4*0.63*160*2.0*1.38*0.93=941吨； Q4#放4*0.63*160*0.65*1.38*

44、0.85308吨； Q4总941+3081249吨； Q总2779+12494028吨。矿井日产量Q为：QQrQr20式中： Q矿井日产量，t；Qr工作面日产量，t；5%掘进出煤系数；Q5075t该工作面长度能满足矿井达到设计生产能力的要求。 工作面长度的确定（1） 本井田内2煤层厚度为5.22米，4煤层厚度为2.65米属于中厚煤层，而且地质条件简单，瓦斯量大但是可采用抽放方式降低瓦斯量，通风相对复杂一些，回采工艺采用轻放工作面一次采全高，工作面的矿压显现不明显，因此可采用较长工作面。本采区倾斜长度1100米，可以将其大体上划分为8个工作面，每个工作面长大约为160米。工作面推进长度和推进方向

45、确定（1） 工作面推进长度本矿井工作制度为三八制，两班采煤一班检修，采煤班每班采四刀，日进刀4刀，截深0.63米，日进度为2.52米。，即工作面的推进速度为2.52m/d；每年按330d计，年推进长度为831.6m/a。（2） 工作面的推进方向本采区工作面推进方向为走向长壁布置，煤壁可在重力作用下自稳安息，以提高煤壁自稳能力，还可以实现不降架和带压擦顶移架，避免支架对顶板的反复支撑，以减少漏冒顶现象，有利于顶煤下放，防止顶煤窜入采空区，提高回采率。劳动组织和循环作业图表（1）作业形式工作面采用“三、八”制作业方式，早班检修，中晚班生产。（2）工序安排综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按

46、照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护和滞后支护。工作面的劳动组织采用追机作业方式。劳动组织表见表回采工作面的循环回采面的“循环”，就是完成“破、装、运、支、处”这样的一个周而复始的采煤过程。工作面的循环作业内容包括：循环方式、作业方式、工序安排及劳动组织。（一） 循环方式 循环方式就是循环进度和昼夜循环数的总称。循环进度在综采工作面就是截深。机采工作面应积极组织多循环作业，在工序安排上尽量采用新工艺，新技术，简化工序。充分利用空间和工时，充分发挥设备效能，加快推进度，提高工作面单产效采区衔接：采区接续 依据井田大小将全矿井划分为三个带区，没一带区划分六个条带。本次设计的采区位于第一带区北翼

47、第一条带。在第一条带完成回采工作面布置的时候，沿着它的水平方向在第一带区南翼布置第二条带的回采工作面。以此类推，按顺序依次开采，在带区内按着先北后南的顺序开采各个条带。率和其他各项技术经济指标。在确定在册人数时，出勤率按95%计算，在册人数按下式计算。在册人数=出勤人数（7/6）/出勤率式中： 7/6替休系数；在册人数=65（7/6）/95%=79工作面全员工率=工作面日产量/在册人数=4028/79=51t/工工作面循环图表劳动组织表一班二班检修班定员班长1113机组司机336移架、放煤448转溜司机224三机维护88电器维护44皮带及溜子司机336机组维修工33乳化泵司机112端头维护工4

48、4816电工22送饭工1113合计19192765第五节 采区准备根据综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，确定顺槽的尺寸为4200mm3300mm，采区主要准备巷道断面图见图a、b图a 辅助运输顺槽断面图图b 胶带运输顺槽断面图采区巷道的掘进方法和作业方式掘进通风的基本要求：1掘进巷道严格采用矿井全风压通风或局部通风机通风，不得采用扩散通风。2局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距回风口不得小于10m.掘进通风方式分为压入式、抽出式和混合式。结合本矿设计的实际情况，巷道采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。为了防止回风短路，在顺槽设置风门或风窗，具体位置见采区巷道布置图。初步确定采

49、区内各类巷道的断面形状、规格及支护方式（以备通风和运输验算）阐明掘进月进度、计算采区准备时间，计算采区的掘进出煤率、万吨掘进率和采掘比，合理安排工作面的接替，确定采区内掘进工作的数目及位置。 采区工作面配备及三量管理1.根据本矿采掘的具体情况，在移交采区时有一个采区进行生产，采区在2及4煤层各布置一个工作面，每个工作面都布置成综采轻放工作面，两个生产两个准备。2.三量及可采期如表3-5-1示：表3-5-1 三量及可采期开拓面积（m2）容重煤厚可采系数煤 量(万吨)合计(万吨)2#1.55.2280%1632235541.382.6585%723准备2#1.55.2280%1530224841.

50、382.6585%718回采2#1.55.2280%133.519641.382.6585%62.53.开拓煤量、准备煤量及可采期ZK=（开拓部分的地质储量-开拓部分地质损失-煤柱损失）*采区回采率，则根据上图可知，开拓煤量为2355万吨。可采期Tk2355/12019.6年4.准备煤量及可采期 ZK=（准备的采区地质储量-采区地质损失-呆滞煤量）*采区回采率则，根据上图可知，开拓煤量为2248万吨。可采期Tk2248/12018.7年。5.回采煤量及可采期ZK=（回采部分的地质储量-回采部分的地质损失-煤柱损失）*采区回采率，则根据上图可知，回采煤量为392万吨可采期Tk196/1201.63年 以上结果均符合规范中的有关规定。第四章 采区运输、防治水与供电第一节 采区运输 运输方式选择表4-1-1采区设备表巷道