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文档简介
1、华北科技学院2011荆各庄煤矿实习报告 生产实习报告学生姓名: 实习成绩: 学 院: 专业年级:机制b082 实习单位: 实习导师: 学院导师 2013年 7月7 日一、报告名称:荆各庄煤矿实习报告二、实习目的本次实习是采矿工程专业学生在大三下学期通过学习井巷工程、矿井通风与安全、爆破工程等一系列专业课程之后一次实践课程,本次实习以了解地下井巷工程为主,同时了解矿井通风等为辅而进行的实习,重在理论与实际相结合,将课本上的理论知识在实践中得到认证,巩固所学的知识,使其应用到实际生产中。而实习作为了这样一个媒介,也是每个学生走向社会、走上工作岗位必不可少的一个重要环节,通过实习在实践中了解社会,让
2、我学到了很多在课堂上根本就学不到的知识,受益匪浅,也打开了视野,增长了见识,为我以后进一步走向工作岗位打下坚实的基础。三、实习时间:2013年7月1日2013年7月3日四、实习地点:河北省唐山市荆各庄煤矿五、带队老师: 六、实习内容1日早上7点40,我采矿专业人员准时到达荆各庄煤矿,按照计划,首先由矿区的领导主任给我上安全教育课,这也是在矿区的所有的人都必须上的一门课.现在国家对安全教育特别重视,任何人进入矿区的第一步就是进行安全教育,他给我们讲了一些入井须知,尤其是自救器的用法,还用了一个实物拿来演示,讲的很生动,另外讲了一些血的历史教训,强调了安全的重要性,都是没有按照安全规定而引起的。这
3、些血的教训真的要好好领会,让我们坚决服从安全规程的规定。我们的注意事项具体如下:1人井人员在人井前,一定要吃饱睡足休息好,并且人井前严禁喝酒。 2人井前要穿戴好安全帽、工作服和胶鞋,做到整齐利索;脖子上最好戴一条毛巾,既可擦汗,又可防矿渣掉落到衣服里去,在自救互救中也可能用上。 3人井人员必须随身携带矿灯等照明灯具和自救器,正确使用矿灯,检查矿灯是否完好,有无破损,入井前把矿灯佩戴好,打开矿灯,将其打到强光档,直至出井,不准关闭,出井后把其交回。 4随身携带的锋利工具,如瓦刀、斧子、锯等必须套上护套或装人工具袋,以防伤人,在井下禁止抽烟、携带手机、照相机。 5必须遵守入井挂牌登记制度,登记后方
4、可人井。 6每个人井人员都必须自觉参加班前会,明确当班生产任务和安全注意事项,防止发生事故。 7接受岗前培训,取得安全资格证书方可人井。每个在井下工作的人员都必须熟悉自己工作地点的各种灾害情况的避灾路线。 8了解本次下井所经过路线的安全条件和工作环境的安全条件及紧急情况下的安全逃生路线和方法。 在讲完入井须知之后,我们在带队老师和矿上领导的带领下下到了井下-375处,出了罐笼,我们首先到了井底车场,此井底车场位于-375水平12煤层的底板岩石内(50m),由于矿井采用带式输送机运煤,设有两套大巷运输系统,因此,采用了刀把式环形车场,皮带大巷与井底煤仓、主井装载系统连接;轨道大巷与副井提升系统连
5、接。由于不在井底车场内设置煤车装载、存车、调车线路,车场型式比较简单。矿井东、南、西三翼皮带大巷在进入井底车场前,沿12度倾角抬高,直达煤仓上口位置。于是,井底车场分为上下两部分,上部为皮带卸载车场,原煤经皮带大巷卸入井底煤仓,再经装载皮带向立井箕斗装煤。整个上部车场有以下峒室:皮带机头峒室、配电室、配煤巷、联络巷、箕斗装载峒室、主井散煤收集上山、105煤仓(容量1000吨,上口标高-330.36m,下口标高-353.37m),104煤仓(容量1000吨,上口标高-330.36m,下口标高-353.37m),103煤仓(容量300吨,上口标高-334.24m,下口标高-353.31m)。下部相
6、当于一般的井底车场,为辅助运输、提升服务。副井空重车线长度各按一列车长度计算,并在空车停车线并列一条设备材料线,在重车线石门口(西翼水仓入口处)并列一条 临时存放升井设备及水仓清理的矿车停车线。井底车场内设有下列峒室:中央水泵房、中央变电所、调度站、信号房、副井井底清理斜巷及绞车房、电机车修理间、蓄电池机车充电峒室、保健站、水仓等。这种形式的井底车场的优点是:可以减少主井开凿深度,初期工程量少,投资少,同时缩短了主井提升高度,清理主井散煤用一条巷道即可,比较方便。缺点是:峒室多,总工程量比较大。在看完井底车场后,我们在矿上领导的带领下进入了中央变电所,从地面变电站35kv变为6kv,输到井下中
7、央变电所,中央变电所由6kv输到井下采区变电所,采区变电所由6kv变为660v,输到各工作面,综采支架、掘进机、主排水水泵直接使用井下中央变电所输来的6kv电源。之后我们继续向前走进入了中央水泵房。从这里我们了解到一水平排水从-375m直接排到地面,排水高度411m,水泵型号采用250d608,共布置18台,9台工作,6台备用,3台检修,每台排水量420m3/h,工作水泵总排水能力为3780m3/h,能在20小时内排出矿井24小时的正常涌水量。工作水泵加备用水泵总排水能力为6300m3/h,能在20小时内排出矿井24小时的最大涌水量。目前,矿井涌水量为16.58m3/min。二水平涌水从-47
8、5m排到-375m,排水高度100m,水泵型号采用knd450603,共布置11台,5台工作,4台备用,2台检修,每台排水量450m3/h,工作水泵总排水能力为2250m3/h,能在20小时内排出矿井24小时的正常涌水量。工作水泵加备用水泵总排水能力为4050m3/h,能在20小时内排出矿井24小时的最大涌水量。目前,二水平涌水量为12.75m3/min。荆各庄煤矿井上和井下用的水主要是井下的清水,为3.5t/min,由于井下清水不能满足工业、生活的需要,为此地面学校、小佛头村北的自备水源井作为生产、生活的补充水源,取水量为46 .7万吨/年。井下工业用水情况为井下-375泵房将清水排至地面后
9、,又从井上返回到井下,用水量为0.75m3/min。就这样我们上午对于煤矿井下进行了初步的认识,大致了解了井下的各种布置和工作程序,到了下午由矿上的领导给我们作了报告,讲了一些地址开采的必要条件和矿区的布置地质条件等,具体内容如下:1、 矿区概况 开滦(集团)有限责任公司荆各庄矿业分公司矿(以下简称荆各庄矿)位于河北省唐山市开平区境内,始建于1958年,1962年停建,1970年恢复建井,1979年建成投产,设计生产能力120万t/a,该矿于19801983年进行了重大技术改造,主要对西风井、南翼、西翼皮带巷工程以及主井的提升能力等进行了技术改造,大大提高了矿井的生产能力,1984年最高达到2
10、17万吨。1997年核定能力为170万吨。2007年底矿井核定生产能力201万吨。1)地理位置荆各庄矿业分公司位于唐山市东北约13km处的荆各庄村附近,在开平煤田凤山西北侧,自成一盆状向斜煤田。南北长约3.5km,东西宽约3.4km,北端闭合,南端开放,井田面积9.23km2。南与马家沟矿业公司相距6km,中间有陡河相隔,北与陡河电厂相距3.5km。行政属开平区管辖。本公司的交通十分方便,在铁路方面,一条通往用煤大户陡河电厂的专用线,并与吕陡线在我井田上方交汇;另一条经马家沟矿业公司与老京山线的开平站相连。在公路方面,北距10km与京沈高速公路、102国道相连,南距7km经开平与205国道、津
11、秦高速公路相连,形成了比较完整的交通网。井田内共有8个自然村,主要从事农业,除东新庄外其它7个村庄已搬迁完毕。2)地貌荆各庄煤矿为一平坦的冲积平原,北部山区为燕山山脉的余脉,井田北、东、南三面被低山包围, 颇有山前扇状地景观。井田北部地面标高+38.9m(较高),南部地面标高+23.85m(较低),地面坡度为3-4,倾向陡河。3)水文本区东南的陡河发源于北部山地,下游流入石榴河,向南流入渤海,主流全长100公里。因其底均赋存百余年的第四纪松散沉积物,而且有隔水作用的粘土层,预料对矿床无直接的影响。井田内有数条近于南北方向的平原冲沟,平时干涸,仅暴雨后向陡河排泄水。经常有水流通的冲谷仅有本区西南
12、部一条,经戴庄入陡河,终年不固、不冻。在双桥村一带有水库,水库大坝距井田东端最近距离2.2公里。陡河最高水位+19.5m,低于地面标高10m左右,冬季水位介于+16+17m。4)气象本区系于半大陆性气候。夏季炎热多雨,多东南风,冬季严寒凛冽,秋冬多西北风,雨季集中在七、八、九三个月,年平均降雨量648.8毫升,最高气温38.50c,最低气温-22.60c,年平均气温10.60c,冻结期由11月二旬至次年3月上旬,冻结深0.66m。地震烈度六级。2、矿山地质概况本井田煤系主要由石炭系上统和二叠系下统地层组成,煤地层总厚度约450m,共含大小煤层19层,煤层总厚度25.3m,含煤系数5.7%,其中
13、可采煤层共四层,即煤9、煤11、煤12-1、煤12-2,平均总厚度16.22m,可采煤层集中在大苗庄组和赵各庄组。井田煤层顶底板评为e类顶板。本井田自身即为一个盆状向斜,边缘急陡,中部平缓,略有起伏,向斜轴线偏居西侧,近南北延伸,中部略向西呈弧形弯曲,并向南偏东倾伏,倾伏角约56,向斜轴线西侧地层产状急陡,而东侧则较为舒缓,同时向斜边缘较之中部地层产状陡。井田向斜本身属1级褶皱,次级褶皱不发育,但在向斜边缘局部出现挠曲或台阶状起伏。向斜轴部煤层厚度普遍变薄。本井田内无火成岩侵入。1)褶曲构造井田东部有一舒缓横向褶皱,轴线方向n43e,长700m,宽300m,两翼倾角510度;井田中南部有一小型
14、背斜,轴线方向n40e,长600m以上,背斜西部一翼产状较陡,倾角2560度,东部则地层较舒缓,倾角1525度;背斜脊部张性断层非常发育,同时煤岩层均有拉伸变薄现象,2095、2097、2099、2020s等工程对其均有控制。2)断裂构造断裂构造是井田最为重要的构造形式,它不但构成了井田边界,而且直接影响采区的划分,同时在井田内广泛存在,是采掘生产和井巷工程所要解决的最主要的地质问题。由于井田向斜西陡、东缓、边缘陡、中部缓的不对称性,造成井田范围内断裂构造的性质、分布、发育程度具有较大的分异。总体上讲,向斜轴线以西区域内以逆断层为主,且多为冲断层,构造复杂;而向斜轴线以东则以张性正断层为主,逆
15、掩断层次之,冲断层极为少见,构造条件亦相对简单。按其走向大致可分为四组:走向nee向的正断层这组正断层主要分布在井田向斜轴部及井田西部地带,断层面倾角多在60度以下,断裂面张开,层面不平整,多为断层泥充填,断层延伸长度1001100m,具有代表性的断层有f8、f17、fs38、fw43等。走向近ew向的正断层这是井田内更为主要的一组正断层,主要分布在井田中南部及东部地带,断层面倾角多在60度以上,断裂面张开,断层带宽0.10.5m,落差2.530m,延伸长度1001200m,有代表性的断层为f16、f26、fe9、fs26、fe7、fd2等。走向为nw向的正断层这是井田内又一组正断层,集中分布
16、在井田东翼采区宽缓地带,落差1.58.0m,倾角60度以上,延伸长度100600m,具有代表性的断层有fe9、fe24、fe19、fe108、fe109、fe110、fe123等。井田内主要断层f1f3断层组,这是三条密集平行排列的逆掩断层,位于井田南部,构成了井田的天然边界,走向3560度,断层面倾角3546度,累计落差70145m,延伸长度3500m。这组断层在地质与水文方面对井田起着十分重要的作用,断层带附近地层裂隙节理丛生,使地层具有强充水性,更为重要的是它沟通了上下含水层的水力联系,使邻近区域内水文地质条件复杂化。其防水煤柱范围内仍是井巷工程禁区。f16正断层,位于井田中部,断层走向
17、近东西,倾角5578度,最大落差35m,延伸长度1100m,断层破碎带宽度0.11.1m,因此曾一度具有很强的充水性,给延深工程的施工带来许多困难。f16断层是轴东采区与南翼采区、东翼采区与南翼采区的天然界限。f26正断层,位于井田中部,f16断层南侧,走向近东西向,断层面倾角65度,落差830m。由于其走向与f16断层基本一致而倾向相反,因此在两断层间形成了较大的地堑构造。f26断层延伸长度500m。fe9正断层,位于井田东翼的西南端并向轴东采区延伸,走向近东西,倾角4575度,最大落差10米,延伸长度950米。由于该断层落差大,使回采工作面无法跨越,给东翼采区及轴东采区采面布置带来很大困难
18、。控制工程有2097、2095、1391、1392、1393、荆14孔。3、煤层及顶底板岩性井田共有四个可采煤层,其中煤11、煤12-1、煤12-2顶底版岩石较坚硬,岩层较稳定平整。煤9直接顶板岩层不稳定,易破碎冒落;老顶为灰白色中砂岩,高岭土质基底式胶结,质地松软,遇水易风化膨胀呈泥状,稳固性极差。井田煤层顶底板评为e类顶板。1)煤9为矿井的主采煤层,厚度为0.0017.67m,平均厚度为7.43m,煤层为黑色、条带状构造,玻璃光泽,以亮为主。煤层容重1.44t/m3,本煤层一般含23层夹矸,多为炭质页岩,夹矸变厚处煤层厚度明显变薄,且上分层煤往往尖灭于煤层顶板,下分层煤是主要煤层。伪板为暗
19、灰色泥岩或粉砂岩,厚00.08m,随采随落,区内大部分缺失。直接顶为灰色粉砂岩,有明显水平层理或层状层理,块状,含有丰富的植物叶片化石,偶见浅褐色结核,极不稳定,厚03.86m,平均1.97m。老顶为灰白色中砂岩夹粉砂岩,厚层状;岩石成分为石英及泥质岩蛸,胶结物为高岭土质基底式胶结,占30%,极易风化,遇水膨胀,厚10.4339.2m,平均12.00m。在井巷中揭露该岩层,极易发生冒顶,巷道顶板压力加大,使巷道变形。底板为灰黑色泥岩,致密块状,断口呈贝壳状或参差状,含菱铁质结核及黄铁矿散晶体,含少量植物根化石,厚4.518.6m,平均6.44m。2)煤11厚度0.374.22m,平均1.62m
20、。倾角为368度,平均为14度。玻璃光泽以亮为主,内含黄铁矿结核。中间有夹石一层,但分布不稳定。煤的容重1.42t/m3。区内煤层厚度变化较大,总的趋势是:东翼、西翼、轴东采区厚度较大,而轴西采区和南翼则较薄。直接顶为灰黑色泥岩,块状,致密细腻,贝壳状断口,含菱铁质透镜状结核及黄铁矿聚集体,含海相动物化石(在西翼1210、1214采到完整的动物介壳化石),层厚3.969.47m,平均6.65m。老顶为浅灰色灰白色西砂岩,块状,钙质基底式胶结,成分以石英为主,易风化,厚度不稳定,0.658.23,平均2.69。直接底为灰灰白色带褐色泥岩或粘土质粉砂岩,泥质胶结,块状构造,含大量植物根化石,厚0.
21、533.87m,平均1.85m。3)煤12-1煤层厚度为0.534.05m,平均2.17m。倾角065度,平均为15度,煤层厚度变化较稳定。煤层为黑色块状条带状构造,玻璃光泽以亮为主。煤层中间夹一层稳定的炭质页岩,上分层煤厚为0.191.95m,平均0.85m,下分层煤厚为0.202.06m,平均0.75m,夹矸厚度为01.64m,平均0.698m。煤层容重为1.35t/m3。直接顶为灰浅灰色条带状粉砂岩,水平波状层理、交错层理、透镜状层理,岩石致密坚硬,局部夹细砂岩条带,使层理更加明显;厚度不稳定,在04.81m之间,平均4.0m。老顶为灰白色中细砂岩,厚层状,高岭土质基底式胶结,易风化膨胀
22、,呈泥状,在井巷中揭露该岩层,极易发生冒顶,巷道顶板压力加大,使巷道变形。矿物成分为石英及少量的暗色矿物,厚1.610.67米,平均6.52m。直接底为深灰色灰黑色硅质胶结的粉砂岩或细砂岩,岩性致密坚硬,含大量沿层面分布的植物根化石,厚0.52.77m,平均1.5m。4)煤12-2此煤层为矿井主采煤层,煤层黑色,快状构造,质硬,含夹石45层,最多达11层,为复杂结构煤层,其中下部含一层分布极稳定的细砂岩夹矸,灰白色或浅灰色,条带状,致密坚硬,厚度0.020.78m,平均0.39m。煤层的容重为1.53t/m3。厚度4,5米 。伪顶为深灰色或黑色腐泥质泥岩,块状,细腻质轻,具有贝壳状断口,厚度不
23、稳定,时有尖灭,厚度00.62m,平均0.36m。直接顶为深灰色灰黑色粉砂岩,水平层理发育;成分以石英为主,钙泥质胶结,致密,沿层面夹炭质薄膜,平整光滑,易脱落,厚1.224.81m,平均1.62。直接底为灰深灰色粉砂岩或细砂岩,块状,较坚硬,钙泥质胶结,含菱铁质结核及黄铁矿膜,含大量不规则分布的植物根化石,厚0.664.07,平均厚1.76。4、主要开拓系统及布置矿井于1958年兴建,1962年停建,1970年恢复建设,1979年建成投产,井田范围:东起于庄,西至太平、马庄,南至刘官屯村北,北至沈庄小佛头一线,大约以荆各庄村为中心,略成一个直径达3.5km左右的盆形。井田探明地质储量1.4亿
24、吨,其中可采储量7268万吨,设计能力120万吨/年,服务年限55.5年。1984年进行了技术改造,使产量逐年上升,1997年核定能力170万吨/年。截止到2008年底地质储量剩余6537.4万吨,其中可采储量3442.7万吨。由于计划经济时期连年超强度开采,可利用储量只有293万吨。矿井资源濒临枯竭。由于生产能力高,煤质好的9煤层储量一水平基本告罄,二水平9煤层储量也很有限,造成生产后劲严重不足。我公司矿井的开拓方式为立井多水平、暗斜井延深。三个立井分别设在工业广场地内。1)影响矿井开拓方式的主要因素荆各庄矿井内地势平坦,为第四系冲积层所覆盖,冲积层最薄处177m,含水层较多,且有流沙,井筒
25、穿过该区域很困难,因此,无斜井或平峒开拓的可能。井田内地质构造复杂,以断层为主,煤层赋存较稳定,井田的东部、中部、南部皆为近水平煤层,西部、北部为缓倾斜、倾斜煤层,因此,井筒不宜放在井田中央,而应放在北部边界地带,以减少工业广场煤柱的损失,并有利于开拓布局。2)井田开拓方式根据本矿条件,采用立井多水平分区式开拓方式,该种方式不受表土、煤层、地质构造等条件限制,适应性较强,同时,井筒断面大,可以满足通风的要求,尤其对深井更有利。其缺点是施工技术、井筒装备复杂,不能躲开煤层顶板的含水层及流沙层,施工困难,掘进速度慢。3)井筒数目位置的确定荆各庄矿设计生产能力为120万吨/年,生产能力大,服务年限长
26、,因而,在投产初期确定一个主井,担负矿井的主提升;一个副井,担负矿井的辅助运输及升降人员。1984年经技术改造后,生产能力核定2004年为195万吨/年,为了满足通风及辅助运输的需要,又凿一新风井,同时兼作副提。本井田地表范围的标高为+23.85+38.9m,均高于最高洪水位(+19.5m),因此,井筒位置不受洪水的威胁。为了使井下各翼储量分布均衡,减少运输费用和通风阻力,将主副井筒布置在井田东北部(原大佛头村东南约300m处)。这种布局有以下优点:、工业广场煤柱损失比布置在井田中央少;、投产初期开拓工程量少;、投产后短期内能达到设计生产能力,使运输、通风、井巷维护等费用最低。4)水平矿井共有
27、四个水平,其中一个为回风水平,10个采区。回风水平荆各庄矿井内冲积层厚度变化较大,东翼与南翼较厚,西翼较薄,因此,回风水平的标高也随冲积层掩盖厚度的变化而变化。总回风石门与东翼回风道标高为-246m,西翼回风道标高为-246m,-180m(理由:a、决定于冲积层的掩盖厚度一般100-380m和粘土隔水层厚度。b、冲积层防水煤柱线垂高50-80m)。第一生产水平本井田东北部有一椭圆形的向斜构造,煤层埋藏较浅,最深在-370m左右,占全矿井可采储量7268万吨的67.9,为4869万吨;整个水平主要巷道75%布置在坚硬的12-2煤层底板;井田西部虽然地质构造较多,但含水较少,煤层产状上倾下缓。为了
28、能合理划分采区,并增加主要开采水平上山采区部分的储量及服务年限, 同时照顾巳使用的圆柱式4m直径绞车的使用范围,确定第一水平为-375m,这样,不仅保证了东翼小煤盆全部用上山开采,同时又增大了西翼采区上山部分的储量。第二生产水平第二水平为-475m水平,可采储量为1583万吨,占-375m以下可采储量的66%;主要巷道布置在12-2煤层底板占55%。因此,将二水平确定为-475m,采用暗斜井延伸,阶段垂高为100m。第三水平第三水平为-515水平,煤层可采储量为816万吨,煤层最低深度-530m。就这样,我们下午进一步了解了荆各庄煤矿的情况,对其矿区概况、矿山地质概况、煤层及顶底板岩性和主要开
29、拓系统及布置进行了详细深入的了解,明白一个工程的开拓需要很多专业的知识和对地质系统的熟悉,到了第二天,也就是15日的上午我们参观了地上各个系统的组成,了解它们是怎样支持并配合地下开采系统的,但是由于时间有限,我们只了解了一小部分的地上系统,其具体内容如下:1、供电系统地面变电站共有一座,三条35kv的高压电源分别从贾安子、后屯输入,总长度29km,主变共有三台,总容量为63003kva,总用电量5730万kwh,最大电力负荷8610kw,平均电力负荷6540kw。从地面变电站由35kv变为6kv,输到部位变电所,变电所由6kv变为380v或220v,输到各用户。2、提升系统1)主井主井直径为5
30、.0m,从地面直至第一水平-375m,井深411.391m,在-246水平留设马头门,主井专做提升煤炭和矿井回风之用。井内装备一对9吨箕斗和通讯、动力电缆与排水管路,在回风水平-246m以上设有梯子间。提升选用p43.2型分裂式单滚筒绞车,用二台1000kw电动机拖动,提升能力190.9万t/a,最大速度10.6m/秒。箕斗装载采用预先定容,下开折页式闸门装载设备,悬吊装载。2)副井副井直径为6.0m,从地面直至第一水平-375m,井深422.94m,在-246水平留设马头门,副井专做升降人员和提升材料、设备与矿井进风之用。井内装备一对铝合金双层罐笼和通讯、动力电缆与排水管路,在回风水平-24
31、6m以上设有梯子间。提升选用241.7捷克双滚筒绞车,用两台1000kw电动机拖动,罐笼下层可装3t矿车(现使用1.7t矿车),上层可载人员28名,提升能力133.9万t/a,最大速度7.217m/秒。3)风井直径6.0m,从地面直至第一水平-375m,井深431m,在-246水平留设马头门,风井是为辅助升降人员和提升材料、设备与矿井后期回风之用。井内装备一对钢铁双层罐笼,提升选用jkm-2.8/6绞车,用两台800kw电动机拖动,罐笼下层可装3t矿车(现使用1.7t矿车),上层可载人员28名,提升能力209.1万t/a,最大速度9.8m/秒。4)2049皮带暗斜井2049皮带暗斜井规格为4.
32、53.0m,倾角12度,从第一水平-375m直至二水平-475m,斜井全长506m,皮带运输长度746m,带宽1.0m,带速:2.5m/s,电动机功率4160kw,设计运输能力700t/h,核定年运输能力420万t/a。5)2048轨道暗斜井2048轨道暗斜井规格为4.53.0m,倾角15度,从第一水平-375m直至二水平-475m,斜井全长406m,主要为提升矿石、材料和设备之用。提升绞车为2.5m双滚筒绞车,设计双钩提升(目前为单钩提升),电动机功率160kw,核定年运输能力120万t/a。6)井下主要运输系统运输方式为皮带运输,三翼均选为sdj150皮带,带宽1.0m,带速2.5m/s,
33、设计运输能力400t/h,核定运输能力每翼为126万t/a。7)井下辅助运输系统井下辅助运输系统为zk-7-6/550架线电机车,负责向各采区运输材料、设备和矿石。3、通风系统矿井的通风方式为中央并列式,为抽出式,主井回风,副井进风,矿井总进风量为8683.2m3/min,矿井总出风量为9806.4m3/min,有效风量8444.4m3/min,矿井等积孔为3.7m2。通风机型号为2kz28,电动机型号td143.34/10,功率800kw。4、储煤仓和运输系统地面目前未建洗煤厂,原煤暂只筛分拣矿,分50处理, 地面建煤仓容量2000t,共四个煤仓,其中一个煤仓为+50级块煤,容量250t,另
34、外在铁路南侧设原煤储煤场,其容量为10000t。拣矿胶带机b=1200mm,主胶带机b=1000mm;返煤装车胶带机b=1200mm;仓上锚链配煤机b=800mm,接受仓及受煤坑用的给煤机为gmw-4型;选矿楼的分级选矿筛及煤仓上的分级为wp1-185.5振动筛,10kw,50mm。井下矿石占矿井产量20%。矿石以矿石山形式堆放。仅服务于投产初期,年限为8年,占地57.1亩。矿石山位于工业广场北部薄土地上,距场地约1.33km,以后矿石充填塌陷坑。地面矿石运输亦由1.7t矿车编组cz80k型,80马力柴油机车牵引运往矿石山,经翻笼卸入矿仓,后由2.27m3v型卸矿车绞至矿架侧卸。矿石山绞车选定
35、2tsj1600/32424型。铁路运输有专线,由马家沟引出,向北可至双庙电厂,为单轨路,矿井装车站平面布置9股线。初建仅有水坑、灰坑。调车作业由上游机车进行。上午的实习结束,吃过饭,我们就等在教室里,到了2点钟,我们集合,又一次在矿上领导的带领下进入到了井下,这一次我们走了大约2个小时,终于在穿过了无数道大大小小的巷道之后到达了综采的工作面,在行走的过程中,我们明显感觉到了煤烟的越来越大,每个人脸上都沾了一层煤尘。在采掘工作面上,他们采用的采矿方法走向长壁采煤法,其中9煤层为恒底分层上行采煤法。1、 走向长壁采煤法倾斜和缓倾斜煤层一般采用走向长壁采煤法。倾角小于12,条件适宜的煤层采用倾斜长
36、壁采煤法。然而,对于荆各庄煤矿的煤层倾角、倾向多变呈波状起伏,小断层构造发育的近水平煤层来说,不能不考虑其整体的赋存状况对采煤的影响。根据荆各庄煤矿走向长壁采煤法的实践和推行倾斜长壁采煤法的经验,我们认为走向长壁采煤法和倾斜长壁采煤法都不能完全适应倾角、倾向多变呈波状起伏加小断层的近水平(08)煤层的开采,必须把两者结合起来加以灵活运用,才能适应这种条件实践表明这种采煤方法在煤层倾角、倾向变化不大、构造比较简单的倾斜和缓倾斜乃至近似水平煤层中使用,确实具有生产安全、管理方便、巷道布置简单、回采工效和资源回收率高的优点。但在煤层倾角、倾向多变,呈波状起伏,小断裂构造较发育的近似水平煤层中使用却存
37、在较多的不适应。2、恒底分层上行采煤法在唐山地震恢复生产的过程中发现,凡沿9煤层底板布置的巷道基本完好,而沿顶板布置的则基本压实。通过老矿复采还发现,冒落顶板再生后,其强度、韧度、隔水度都很好,由此,我第9煤层采用恒底分层上行采煤法,经过8年实践,绝大多数层次分明,原煤灰分比原采煤方法降低了3.46%19.43%。按采出体积计算,工作面回采率为91.68%,采区回采率为82.93%,基本达到了国家要求。目前,9煤层是我矿主采煤层,产量比重由1979年的8.23%上升到1986年的49.51%,全员效率也由0.806t/工上升到2.253t/工。综采一队采一分层连续三年产量超百万吨,二分层综采、
38、高档普采和炮采工作面也创出过全国最好水平。以两个生产条件相似的普采工作面做比较,由于采用不同的采煤方法,其经济效益有明显不同。采矿方法离不开采掘机械,而本矿最主要的两个采掘机械就是刮板运输机和电牵引采煤机,下面做具体介绍。1、刮板运输机刮板输送机采用刮板链牵引,在槽内运送矿石。刮板输送机的相邻中部槽在水平、垂直面内可有限度折曲的叫可弯曲刮板输送机。其中机身在工作面1和运输巷道交汇处呈90度弯曲设置的工作面输送机叫“拐角刮板输送机”。在当前采煤工作面内,刮板输送机的作用不仅是运送煤和物料,而且还是采煤机的运行轨道,因此它成为现代化采煤工艺中不可缺少的主要设备。刮板输送机能保持连续运转,生产就能正
39、常进行。否则,整个采煤工作面就会呈现停产状态,使整个生产中断。刮板输送机的安装顺序:无论采用哪一种安装方法,输送机都应由机头向机尾依次进行安装,将机头部布置在卸煤地点的合适位置,摆好放正,然后装中部槽及刮板链的下链;最后装接机尾部,再装上刮板链下链以上工序经检查无误后,即可紧链试车,最后可装上挡煤板,电缆槽和铲煤板等附件,投入整机试运行。其优点: 1)结构坚实。能经受住煤炭、矸石或其他物料的冲、撞、砸、压等外力作用。 2)能适应采煤工作面底板不平、弯曲推移的需要,可以承受垂直或水平方向的弯曲。 3)机身矮,便于安装。 4)能兼作采煤机运行的轨道。 5)可反向运行,便于处理底链事故。 6)能作液
40、夜支架前段的支点。 缺点: 1)空载功率消耗较大,为总功率的30%左右。 2)不宜长距离输送。 3)易发生掉链、跳链事故。4)消耗钢材多,成本大。2、电牵引采煤机采煤机选用的是电牵引采煤机,其采用多电机驱动、横向布置,该机采用内外喷雾冷却系统。总装机功率为600kw,截割功率为2*250kw,行走功率为2*40kw,调高功率为18.5kw,供电电压为1140v;采用机载“一拖一”、交流变频调速、销轨式牵引,适用于1.6-3.7m的煤层采高范围;煤层倾角16(“二象限”运行)或35(“四象限”运行),煤质中硬的综采工作面使用。具体特点如下:1)多电机驱动、横向布置、结构简单、传动可靠。2)截割电
41、动机横向布置在摇臂上,摇臂和机身间没有动力传递。3)机身分三段,无底托架,三段间用高强度液压螺栓副连接,简单可靠、拆卸方便。所有的截割反力,调高油缸支承力和行走反作用力均由行走减速箱箱体承受,不需通过螺栓连接环节,可靠性高。4)液压系统简单可靠,采用成熟的元部件。5)采用框架抽屉式结构,变频调速箱、电控箱、调高泵箱均为独立部件,分别安装在框架内,这些箱体受采煤机外力减小到最小程度。6)行走箱为独立部件,配套不同槽宽的工作面输送机或牵引方式,只需改变行走箱宽度或煤壁侧的滑靴,而主机无需改变。7)采用交流变频调速、摆线轮销轨牵引系统,调速范围广、体积小、故障少,能得到足够大的牵引速度和牵引力,适应
42、高产,高效工作面的需要。8)调高泵箱采用集成阀块结构,管路少,维修方便,液压元件采用成熟的产品。9)采用整体弯摇臂结构,刚性好,过煤空间大,装煤效果好。10)采用系列化设计,积木式结构,适应性好,通用性强。如:mg600、mg700等多种采煤机只需更换截割电动机,截割功率可以覆盖200/250/300kw,机身不变并可派生出矮型、高型采煤机,满足不同才高范围的煤层。11)电气控制系统采用可编程控制器(plc)控制,各项保护盒显示功能齐全,并配套中文液晶显示屏,实时显示采煤机的工况参数。12)采用两台机载变频器,对左右行走部分别拖动和控制(即“一拖一”的形式),对行走部有更好的保护效果,并且当任
43、何一台变频器发声故障时,可用另外一台变频器实施短时有效的移动采煤机,使维护更加方便、快捷。4.3矿井防灭火技术 4.3.1煤炭自燃特性煤是非均质体,其品种多样、化学结构、物理性质、煤岩成分、赋存状态、地质条件均有很多差别,自燃过程也相当复杂。由于人们还不能获得准确的煤的分子结构,以上假说还不能完全揭示煤炭自燃的机理,如还不能回答煤炭自燃过程中产生的co、co2、烷烃、烯烃、低级醇、醛等气体成分是如何生成的等一系列问题。现在公认的是煤氧复合作用假说。1)煤炭燃烧必须具备的四个条件: (1)煤具有自燃倾向性 (2)有连续的供氧条件 (3)热量易于积聚 (4)持续一定的时间4.3.2几种防灭火技术
44、1、预防性灌浆防灭火技术预防性灌浆就是利用水和不燃性固体材料(黏土、粉煤灰)按一定比例制成泥浆,利用矿井的高度差(静压)或者泥浆泵(动压)通过钻孔或管路送至可能发生自燃的地点,泥浆中的固体物沉淀下来,部分水则流到巷道中排出。 2、惰性气体防灭火技术 二氧化碳的密度相对于空气是1.52,利用其密度大的的特点就可以用来对付矿井中发生在低处的火灾,对于高处的火灾一般高度不超过30米内还可以考虑使用。二氧化碳抑爆性能优于氮气,但二氧化碳易溶于水合比较容易吸附在煤体上,因此,会损失一些气态的二氧化碳。二氧化碳一般采取使用浓硫酸和碳铵起反应生成二氧化碳。开滦只在救护大队配备了两台发生装置,使用由经过专业培
45、训过的救护队人员操作将火区封闭后,火区内的氧气将被消耗而成烟气。烟气的主要成分是二氧化碳、氮气和水蒸气,这样的混合气体可看做是窒息火区的惰性气体,使火灾熄灭。不足:可能混有大量的可燃性气体,如果有新鲜空气进入就有可能发生爆炸。如果人为的制造这种惰性气体,必须对产生的气体进行监控,并精确控制各种参与物达到氧平衡。氮气防灭火技术是一项防治矿井自燃火灾行之有效的技术措施。理论与实践表明:当氧气含量降低到5%-10%时,可抑制煤的氧化自燃,而氧气含量降到2%以下时,则可以使煤炭燃烧熄灭并阻止其复燃。膜分离技术的出现,对制氮浓度的控制达到了防灭火要求,工艺简单而且丰富的氮气资源使注氮技术成为矿井防灭火的
46、一项重要技术。氮气的制取有深冷空分、变压吸附和膜分离方法三种工艺技术。 3、三项泡沫防灭火技术防治煤炭自燃的三项泡沫由固态不燃物(粉煤灰、黄泥)、惰性气体(n2)和h2o三相防灭火介质组成。利用粉煤灰或黄泥的覆盖性、氮气的窒息性和水的吸热降温性进行防灭火,大大提高了防灭火效率。三项泡沫的防灭火优点还在于对采空区的低处、高处的浮煤都能覆盖,能够避免注入的浆体从底部堆积从而流失;注入在采空区的氮气被封装在泡沫之中,能较长时间滞留在采空区中,充分发挥氮气的窒息防灭火的功能。由于产生的泡沫携带了大量的粉煤灰颗粒粘附在泡沫上,泡沫在破碎的煤体中向上膨胀扩张,直至占据整个垮落空间,本身就可以产生把采空区内
47、的空气挤出效应,大量的泡沫在破碎过程中泡沫中的水和粉煤灰均匀的分布在浮煤的各个地点,实现了彻底、全面的对采空区破碎煤体的阻化,即可以预防煤炭自燃,也可以进行灭火使用。 4、凝胶防灭火技术胶体是指分散颗粒的尺寸在1-100nm的水溶液。在适当的条件下,溶胶或高分子溶液中的分散颗粒相互联接成为网络结构,水介质充满网络之中,体系成为失去流动性的半固体状态的胶冻,处于这种状态的物质成为凝胶。凝胶防灭火的特点:胶体90%都是水,成分发挥水的防灭火作用;成胶前液体态易于进入煤体,成胶后固态易于留在煤体,起到了易进难出并封堵空间的特点;胶体在煤的表面形成一层保护层,隔绝煤氧结合;胶体中的水分蒸发过程中降低了
48、采空区内氧气的浓度;凝胶有很好的阻化性能,促凝剂和基料本身就是阻化剂,能够阻止煤的自燃;凝胶具有很高的热稳定性,可以反复失水和吸水,补水后延长阻化时间。4.4现场急救 4.4.1自救器的使用自救器是一种轻便、体积小、便于携带,戴用迅速、作用时间短的个人呼吸保护装备,当井下发生火灾、爆炸、煤和瓦斯突出等事故时,供人员佩戴和使用,可有效防止中毒或窒息。可分为过滤式和隔离式两类。为确保防护性能,必须定期进行性能检验。 过滤式自救器是一种专门过滤一氧化碳的自救器。它用于外界气体中氧浓度不低于18,一氧化碳浓度不大于1.5的条件下,其有效时间为45分钟。使用该自救器时的注意事项如下: 图1自救器所使用的
49、自救器必须是符合呼、吸气阻力,气密性等技术要求的合格品。戴上自救器后,过滤器逐渐变热,吸气温度逐渐升高,这证明周围空气中确有一氧化碳存在,自救器工作正常。吸气越热,说明一氧化碳浓度越高。绝不能因为吸气温度高而将自救器拿掉,也不能因热得难以忍受而偷吸外界冷空气,遭受一氧化碳的毒害。行走时绝不要惊慌、乱跑,以免吸气急促,滤毒不彻底而中毒,或者呼吸阻力增大影响呼吸。脱险时最好按每小时45千米的速度行走。在未到达安全可靠地点前,绝不要取下自救器。佩戴过程中口腔产生的唾液,可以咽下,但决不可取下口具往外吐。过滤式自救器只能过滤一氧化碳,不能消除其它有毒气体,更不能用于其他作业,并且只能使用一次。保养与检
50、查:(1)携带自救器应避免碰撞,防止向下掉落,以防碰瘪外壳,引起外壳漏气影响产品的使用性能。 图1 自救器 (2)检查:用zl1型自救器气密检查仪定期检查,随身携带的自救器每月检查一次,固定存放的自救器每季度检查一次,受到剧烈撞击有漏气可能的自救器应随时进行检查。(3)自救器的有效使用期:从制造日期起一般为五年。 4.4.2 瓦斯与煤尘爆炸事故时的自救与互救 爆炸预兆:背向空气颤动的方向,俯卧倒地,面部贴在地面,并闭住气暂停呼吸,用毛巾捂住口鼻爆炸后:迅速按规定佩戴好自救器,迅速撤退到新鲜风流中或棚子完整的地点等待救护发现预兆后:发生在采煤工作面时以最快的速度通知人员迅速向进风侧撤离,发生在掘
51、进工作面必须向外迅速撤至防突反向风门之外,之后关好防突风门继续外撤,撤离过程中打开隔离式自救器并佩带好;距离过远时,应首先到避难所,或利用压风自救系统进行自救。 4.4.3外伤救护技术 目的:主要是维持受害者的生命(生命体征:呼吸及循环功能)稳定伤情,防止继发性损伤和迅速送医疗机构救治;技术:止血、包扎、固定、搬运四项基本技术;意义:及时、准确、妥善的现场急救,安全迅速地转运伤员,可以预防和减轻并发症,为后续治疗奠定良好基础。止血方法:(1)肢体抬高法 (2)指压止血法 (3)加压包扎止血法(4)加垫屈肢止血法 (5)止血带止血法 肢体抬高止血法 帮助伤员躺下,抬起并保持出血的肢体高于胸部(心
52、脏)水平。减慢出血部位的血液流动,以减少出血。主要适用于远端出血,一般不单独使用。头顶及颞部出血压迫法在耳前对准下颌关节上方,压迫颞浅动脉。如果双侧出血,可同时压迫双侧颞浅动脉;下肢出血压迫法在腹股沟中点稍下方,将股动脉压在股骨上。4.5 矿井通风 一通:就是通风,泛指矿井通风系统整体工作 三防:防火、防瓦斯、防煤尘它们是互相影响的统一体,而且对矿井安全影响至关重要,所以必须综合考虑。由于近几年来,我国重大事故频发,大多数重大事故主要是一通三防事故,所以,可以这么说,煤矿安全管理,离不开一通三防。 4.5.1矿井局部通风 4.5.2通风系统与设备矿井的通风方式为中央并列式,为抽出式,主井回风,
53、副井进风,矿井总进风量为8683.2m3/min,矿井总出风量为9806.4m3/min,有效风量8444.4m3/min,矿井等积孔为3.7m2。通风机型号为2kz28,电动机型号td143.34/10,功率800kw。 4.5.3地面压缩空气设备 地面压风机站工地面主副井绞车房和修配厂作用,地面压风设备采用两台3l-10/8型往复式空气压缩机,压风管路选用159钢管直接埋入地下,通往需求地点。还有两台单螺杆风冷空气压缩机备用 4.6 供电系统 4.6.1供电系统 荆各庄矿井附近有三处电源,一侧是北1km的双庙发电厂,建成后可引出35kv电压;一侧是南5.5km的开滦马家沟矿;一侧是西南侧6
54、.5km的贾安子区域变电所,三处电源中,双庙电厂无法利用,马矿到本矿1951年建成一回路为ac-70型35kv输电线路,已年久失修,尚需改造。而且开平地区用电负荷增加,受到限制,故只作辅助线路。本矿主要电源为贾安子110kv区域变电所35kv母线引出,导线为lgj-120型,总长度29km,主变共有三台,总容量为63003kva,总用电量5730万kwh,最大电力负荷8610kw,平均电力负荷6540kw。 4.6.2地面供配电从地面变电站35kv变为6kv,输到部位变电所,变电所由6kv变为380v或220v,输到各用户。 4.6.3井下供配电从地面变电站35kv变为6kv,输到井下中央变电
55、所,中央变电所由6kv输到井下采区变电所,采区变电所由6kv变为660v,输到各工作面,综采支架、掘进机、主排水水泵直接使用井下中央变电所输来的6kv电源。 4.6.4提升系统图(2)主井提升系统(1)主井提升系统:直径5.0m,从地面直至第一水平-375m,井深411.391m,在-246水平留设马头门,主井专做提升煤炭和矿井回风之用。井内装备一对9吨箕斗和通讯、动力电缆与排水管路,在回风水平-246m以上设有梯子间。提升选用p43.2型分裂式单滚筒绞车,用二台1000kw电动机拖动,提升能力190.9万t/a,最大速度10.6m/秒。箕斗装载采用预先定容,下开折页式闸门装载设备,悬吊装载。
56、(2)副井提升系统:直径6.0m,从地面直至第一水平-375m,井深422.94m,在-246水平留设马头门,副井专做升降人员和提升材料、设备与矿井进风之用。井内装备一对铝合金双层罐笼和通讯、动力电缆与排水管路,在回风水平-246m以上设有梯子间。提升选用241.7捷克双滚筒绞车,用两台1000kw电动机拖动,罐笼下层可装3t矿车(现使用1.7t矿车),上层可载人员28名,提升能力133.9万t/a,最大速度7.217m/秒。 (3)风井:直径6.0m,从地面直至第一水平-375m,井深431m,在-246水平留设马头门,风井是为辅助升降人员和提升材料、设备与矿井后期回风之用。井内装备一对钢铁双层罐笼,提升选用jkm-2.8/6绞车,用两台800kw电动机拖动,罐笼下层可装3t矿车(现使用1.7t矿车),上层可载人员28名,提升能力209.1万t/a,最大速度9.8m/秒4.7地面生产系统 该矿地面生产系统完善,在工业场地内集中布置有:主井井口房、副井井口房、绞车房、风机房、变电站、办公楼、原煤储存仓等。4.7.1布置与设备地面目前未建洗煤厂,原煤暂只筛分拣矸,分50处理,地面建煤仓容量2000t,共四个煤仓,其中一个煤仓为+50级块煤,容量250t,另外在铁路南侧设原煤储煤场,其容量为10000t。拣矸胶带机b=1
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