安全工程专业实习报告封皮 - 副本

1、安全工程专业实习报告专 业 班 级： 安全工程（ 通风与安全）姓 名： 吴林 学 号： 2011027370 实 习 名 称： 安全工程专业认识实习 指导教师姓名： 蒲文龙 实习起止时间： 2013 年 8 月 19 日至 2013 年 8 月 30 日一、实习简介1、 实习目的与任务 鉴于我们安全工程专业的学子们即将开设专业课，安全科学与工程学院特举行这次参观观摩实习，力求让同学们能够更好的了解自己的专业课及今后的工作环境，拓展同学们的知识面，扩大与社会的接触面，增加我们在社会竞争中的经验，锻炼和提高我们的能力。让我明白了以后读大学是要很认真的读，要有好的专业知识，才能为好的实际动手能力打下

2、坚实的基础，更让你明白了以后要有一技之长，才能迎接以后的挑战，也让你知道了大学是为你们顺应科学发展的垫脚石和自身发展的机会。同时我们也是第一次走进矿区，走进厂房。所以我们必须积极准备，尽可能多的了解有关实习场地的相关信息，认真准备有关问题来请教工人师傅，本次实习的目的主要在于通过教师和工程技术人员的当堂授课以及工人师傅门的现场现身说法全面而详细的了解相关工业矿山、厂房等安全作业过程。实习的过程中，学会从技术人员和工人们那里获得直接的和间接地生产实践中安全问题经验，积累相关的安全生产知识。通过认识实习，学习本专业方面的安全生产实践知识，为专业课学习打下坚实的基础，同时也能够为毕业后走向工作岗位积

3、累有用的经验。我们是一个整体，我们要遵守厂矿的相关纪律，听从指导老师的安排，认真做好笔记。2 实习地点 黑龙江龙煤矿业集团有限责任公司双鸭山分公司东保卫煤矿3 概况3.1煤矿简介东保卫煤矿属双鸭山煤田。位于双鸭山市东35Km扁食河下游宝山、七星两煤矿之间。黑龙江省红兴隆农垦管理局双鸭山农场五、七、十连耕耘种植区，隶属龙煤集团双鸭山分公司，行政区隶属于双鸭山市宝山区。地理座标：东经131°26131°34，北纬46°2946°32之间。交通便利，有双鸭山矿区铁路专用线途经矿区，并与国铁相联结，矿内公路与双七公路相连可通往全国各地。附图； 该矿于1983年1

4、2月开始筹建，1986年6月投产,设计能力60万吨/年, 2005年矿井核定生产能力为80万吨/年。本井田有可采和局部可采14层，属低硫低磷，中低灰分，煤种以气煤为主，发热量一般在40006000K/g。截止2010年末矿井地质储量为10557.9万吨，其中可采储量6977万吨，保护煤柱量3580.9万吨。 东保卫煤矿通风方式采用分区抽出式，三台主扇联合运转。矿井通风网络长，通风系统复杂，矿井总入风量为12145m³/min，总回风量为12570m³/min，其中一采区总排风量为4210m³/min，阻力为2156Pa，二采区总排风量为4160m³/mi

5、n，阻力为2322Pa，三采区总排风量为4200m³/min，阻力为2646Pa。 矿井绝对瓦斯涌出量为19.094米3/分。相对瓦斯涌出量为8.375米3/吨，自然发火期36个月。煤尘具有爆炸危险，爆炸指数为37%。目前我矿没有煤层发火区域。煤层瓦斯涌出比较正常，没有煤与瓦斯突出情况，没有冲击地压情况。3.2地质情况地貌：该区由于地质构造的特点和组成岩石抗蚀程度不同，形成地貌景观的显著差异。区北部边缘为元古代花岗岩及其捕虏残存的浅海相陆源碎屑碳酸岩类构成的低山地形，最高标高海拔256.7m，因受地表水的长期侵蚀和切割，形成鸡爪山和馒头山。区内为缓岗丘陵、堆积平原和玄武岩台地相间，玄

6、武岩台地一般呈弧立状突出于丘陵和堆积平原间。台地内部平坦，边缘陡峻似桌状，标高在200m以上。水系：扁石河蜿蜒蛇曲横贯全区北部，河床东侧有牛轭湖，沿河床两侧有大片沼泽湿地，为老年期河流，河宽1015m，坡度千分之2.6，河深12m，平均流量O.77m3/s，最小流量0.23m3/s，最大流量(暴雨后测得)10.85m3/s。该河流在本区局部地段经人工改造已使蛇曲伸直，原貌大变，但尚可辨认其古形态。除这主干河流外，余者均为季节性冲沟。气象：本区属大陆性气候，冬季严寒而长，最低温度达零下39，月平均最低气温为一月份，达零下24.6，自十一月至来年的四月份为结冻期，冻土带深度一般在1.90m，向阳山

7、坡略簿，在0.81.20m左右，湿地低洼处超过2m。夏季温暖而短，最高气温达36以上，月平均最高气温在七月份，达23.4，雨量集中在七、八、九三个月，最大降水量为831.5毫米/年，一般在452737毫米/年。4、煤炭资源分布4.1煤层分布：该区煤系地层仅在城子河中、下部含煤段含有经济价值的煤层，并以中部含煤段发育最佳，共含煤51层，达可采和局部可采者16层，自上而下命名为10、30、36、38、41、60、70、78、79、80上、80、89、90、105、106上、106中等,其中80上、80和106上、106中号煤层只是因煤层夹石增大，根据储量计算的需要而分别冠号。本区煤层沿走向厚薄变化

8、不均，沿倾向由北向南有变薄之势。下部煤层受沉积时基底地貌的影响，产生自下而上，由东向西的沉积推移。古地貌又控制中含煤段下部煤层厚度变化规律。90号煤层自17线向东分叉，其下分层逐渐尖灭，7080号煤层煤厚变化总趋势是由西向东变薄尖灭，是因基底由东向西渐隆起，煤层积聚环境自边缘向沉积中心分叉变薄所致，个别煤层如78、79号煤层西部757、758、7784、7785号孔受成煤期古河床冲刷缺失和变薄。上部煤层的厚度变化全是受地壳不均衡沉降作用和构造挤压后柔性流动的迭加影响。煤厚变化总趋势由背斜向两翼变薄，大致以1518勘探线中心向两侧有规律的逐渐变薄。另外1117勘探线受辉绿岩岩床斜贯熔蚀侵吞，各煤

9、层有不同程度的破坏。4.2、煤层对比：本区为陆相多旋迥沉积，次级旋迥不完正，且交替频繁,岩相相变大，岩性无显著区别。煤层多而标志不明显。加之上系统取芯钻孔较少，对煤层对比相当不利。但电测井物性反映良好，主要煤层和煤层群曲线特征明显,煤层间距稳定，煤层自身结构和煤层群组合有差异，局部有标志层，综合对比之，对各主要煤层的对比是可靠的，局部薄煤层及受构造影响而形变的个别煤层点的对比上，可能有错误。现将本区综合对比的主要标志特征分述于下：根据电测外曲线对比标志，可划分四个层组：30号煤层组：由一个主要煤层和三个薄煤层组成。30号煤层峰值高而宽，32、33号煤层峰值窄而低，二者又几乎相等，31号煤层最低

10、，四者排列较紧密，宏观主要定性曲线上呈紧密排列的剑丛，平时称之儿“哥四个”，为上部煤层段的对比标志。30至41号煤组：本层组薄煤层较多，36、41号煤层为主层，其峰值高而宽，而38号煤层一般为双峰，峰顶尖锐，余者薄煤峰窄而矮：呈主峰昂起首尾，俯视群峰小之感。另外41号煤峰峰宽，峰顶参差不齐，峰底又常伴有一小峰，是极好的对比标志。70至80煤层组：由四个煤峰组成。四者峰型各不相同，均为独立峰而有别于30号煤层组；门号煤层底部有斜坡；78号煤层则相反，在顶部有斜坡；79号煤层为一尖锐陡直的单峰；80号煤层在F4断层以西为笔架峰型。F4断层以东为双峰，四煤峰间无任何异常在曲线上极易识别，尤其笔架峰是

11、西部煤层曲线对比的独特可靠标志。105至106号煤层组；105号煤层一般呈尖锐的双峰，但有时呈四个煤峰。其峰值较双峰要矮。106号煤层由多峰组成，上部峰高而宽，往下依次变低窄：在曲线上为里里拉拉一段。除上述四个煤层组外，还有局部易识别的标志，如85号煤层为一剪刀峰型；10号煤层上部的粉砂岩在伽玛曲线上呈正异常,幅值较高,在上部岩性层段较醒目,做为确定10号煤层的标志,65号煤层顶板与中、粗砂岩直接接触,在伽玛曲线上呈低伽玛反应,又如38号煤层上部凝灰岩和89号煤层上部之泥岩均呈高伽玛反映，可做为局部地段识别这两个煤层的标志。本区辉绿岩岩床物性反映独特，规律性强在伽玛曲线上极其醒目，因其侵入层位

12、移定，也可作为一个辅助标志。4.3、煤层自身特点和煤层群组合特征：304l号煤层群：主煤层间距一般大于20m。岩相迥异交替频繁且厚度小，各主煤层间具有多层薄煤，并夹薄层泥岩和凝灰岩。7080号煤层群：主煤层间距小，一般在9m左右，岩性单一，以河床相砂岩为主，很少见到薄煤层。105106号煤层群：煤层结构复杂，层间砂岩分选极差，颗砾呈棱角状，泥质岩石中含有砂质颗粒。36、41号煤层厚度大，煤质好，内生裂隙发育，36号煤层结构单一，4l号层底板附近有层凝灰质岩石。70、78号煤层厚度虽大，底板附近有炭质泥岩，煤层暗，锤击不易裂开。80、106号煤层为复煤层，但前者夹石相对要少，由砂岩或粉砂岩组成，

13、岩性稳定；后者岩性复杂，一般由含炭粉砂岩和炭质泥岩组成。4.4、局部发育的标志层：3638号煤层间有二层灰黑色、无层理，团块状或贝壳状断口之泥岩，下层泥岩顶部有灰绿色棕色的泞灰岩。41号煤层底板附近或夹石中的乳白色和棕褐色凝灰岩。50号煤层附近之灰绿棕色的凝灰质粉砂岩。105号煤层上70m处有34层深灰黑色富含黄铁矿结核和局部夹瓣鳃类壳相灰岩的泥岩，均是对比标志。4.5、煤的物理性质和煤岩特性:本区煤宏观煤岩类型以半亮型为主，部份为光亮型和半暗型，呈交替互层状出现。30、36、38、4l号煤层以光亮一半亮型煤为主，7890号煤层以半亮型半暗型煤为主。70、105、106号煤层则以半暗型为主。黑

14、色，条痕为黑褐色，以玻璃光泽为主，油脂光泽次之，近火成岩体的煤层光泽增强。煤的结构复杂，宽中条带和线理状结构。煤岩组成以亮煤为主，暗煤、镜煤次之，有明显的丝炭薄层。一般呈不平正参差状断口，局部为贝壳状断口，除70、78、105、106四层外其余煤层内生裂隙发育：煤质较脆。70、78号煤层硬度大。105、106号煤层外生裂隙发育，裂隙被铁质浸染和被方解石矿物充填。5、煤的主要化学性质和工艺特征：5.1、煤的化学性质：该煤的碳、氢含量变化规律明显，属区域变质，含量较稳定，碳含量在80.7%87.82%，一般为85%左右；氢含量4.64%6.49%，一般在5.4%左右。属低变质煤。受火成岩热液变质影

15、响，碳增高至88.12%92.82%，氢含量降至3.82%以下，属高变质煤。水份(wf)含量0.15%11.2%，一般为1.73%。 5.2、煤的有害成分：灰分：全区有各级灰分的煤层，同一煤层灰分亦有变化，但普遍较高，多为中、高灰分煤层。灰分含量在7.01%39.5%，一般在14.43%34.57%，其垂直变化是：上部1041号煤层为中低灰分，灰分平均值12.53%19.44%，中部7890号煤层属中、高灰分煤，平均值在23.77%26.44%之间，70和80上属高灰煤，一般大于32%，下部105和106号两层属中灰分煤，而106号层，局部为高灰分煤。平均值18.89%25.90%，106层最

16、高达33.29%。各煤层灰分在空间(横向)变化规律不甚明显，大致是由浅向深，从西向东渐高。该区复煤层106号煤层，全层结构极复杂，而局部灰分又偏高，加之夹石厚度较小，岩性又复杂，含炭泥岩和含炭粉砂岩者居多，质松软易碎，对开采极不利，若煤与薄夹石混采，则原煤灰分将增高至50%以上，如混入5%30%夹石，局部也将达到和超过临界灰分指标。硫、磷：全硫(Sg)含量为0.26%0.57%，一般在0.34%左右，属低硫煤。醛(Pg)含量为0.005%0.066%，一般在0.012%左右，个别样点如10号煤层最大值达0.151%。属低磷煤。5.3、煤的工艺性质：结焦指数：本区煤的挥发分普遍较高，在33%48

17、%之间。受岩浆侵入影响区挥发分显著下降。其变化分带一般是侵入岩床体向上，以岩体厚度的1/2，向下为岩体厚度的4/10左右，形成强变质带，一般挥发分降至10%以下。约等于岩体厚度的8/10为弱变质带，挥发分依序降至10%30%。东保卫精查区的煤种分布，主要受区域变质的控制，又受反S型辉绿岩岩床侵入之岩浆热液接触变质因素的迭加影响，致使煤种繁多，有低变质弱粘结煤，中变质气煤，高变质弱粘结煤，贫煤、无烟煤等煤种。各煤层煤种分布的概貌是：低变质弱粘结煤主要分布于东部之浅部，在F10和F13两断层相夹之上升地块，即斜井区(储量分区I区)的105和106号两煤层，其次在竖井区中部(储量分区区)的个别煤层而

18、未受岩浆热淤变质影响的露头部位。如22勘探线浅部77-87号孔的41号煤层和20线77-4l号孔的30号煤层露头部位。在斜井区，105、106两煤层之个别煤点虽有高变质的贫煤，如64-3、76-S33号孔两孔所见的贫煤和77-S9号孔106号煤层所见的肥气煤，因煤种不构成面，不于单独划分。高变质的无烟煤、贫煤、弱粘结煤的分布，以1117线间呈北北西向的辉绿岩床与煤层的斜冲侵蚀接触带为中心，向东西两侧由无烟煤一贫煤一弱粘结煤依次呈弧带状展布。因辉绿岩床呈反S型侵入，在斜冲接触带两侧以微交角侵于10和30号煤层间，其东侧则侵于90和105号煤层间，故导致东、西侧的高变质煤种出现在不同的煤层组。在西

19、侧，上煤组30、36、38、41号煤层受斜冲接触带和上岩床之影响，形成以接触带和上岩床之联结部为同心，自30号煤层向41号煤层依序呈弧带状收缩分布着大面积高变质弱粘煤。而下煤组70、78、79号煤层只受接触带之影响，有小面积高变质弱粘煤的分布。80号煤层在接触带附近，煤层厚度变为不可采，故西侧可采范围内均为中变质气煤。西侧各煤层鉴于高变质无烟煤加贫煤在接触带两侧的弧带一般不超过水平宽度170m，扣除接触带下界面向下垂深20m(相当水平宽度5070m)的不计储量带，则剩下极窄条带，故只在此说明其变质分带规律而不单独划出煤种。对东侧上煤组之无烟煤、贫煤带同理处置，不赘述。对西侧上岩床所影响之无烟煤

20、，贫煤带，因距岩床最近之30号煤层均不可采，无煤质资料。而其它煤层也只是在边缘有窄条带或个别点出现，未单独分煤种划出而计量。在斜冲熔蚀接触带之东侧，高变质煤种的分布随下列三个因素而展布，在水平横向上是以12至13勘探线浅部岩床之岩浆源和接触带由里及外从无烟煤一贫煤一弱粘结煤气煤的依次降低的变化，在纵向上是由下岩床与煤系地层之起伏交角(即岩床离煤层的远近)而决定下煤组70-80号煤层之高变质煤带呈弯曲的弧带状分布。又因下岩床向东渐薄和尖灭，致使下岩床强变质带内之煤层自接触带向东，随岩床厚度的变薄而转至弱变质带，而后越出接触变质影响带恢复正常，平面上呈半环带状展布(参阅89号煤层煤种展布)顾此，东

21、侧各煤层煤种之展布是：上煤组10、30号煤层未受岩浆热液影响，全为中变质气煤。36、38、41号煤层在12-14线中浅部岩浆源附近有弧带状高变质弱粘煤，其余地段为气煤。下煤组70、78、79、80号煤层在15线以西为无烟煤一贫煤带，1516线和16线至19线中深部为高变质弱粘结煤带。1619线浅部和19线以东为中变质气煤带。89、90号煤层自2121勘探线以西分别为高变质之贫煤和无烟煤，在其外侧依次被高变质弱粘结煤，气煤呈半环带状环包。总观各煤层煤种的分布规律，本区煤的变质因素以区域变质为主导因素，在区域变质的总趋势下，受岩浆侵入热液变质的迭加，又反映出原始物质和积聚环境在煤变质作用中的差异。

22、区域变质的热源是导致深成变质的古地温和成煤后侵入煤系地层的大型岩浆岩岩株如秃顶山、开花的闪长岩类所产出的岩浆热之相互迭加，共同起作用。本区煤层上覆地层总厚在12001500m左右，其古地温一般不超过80°C，深成变质作用形成中变质气煤是合乎规律的。此外，深成变质之希尔特规律较明显，沿煤系垂直剖面由浅往深各煤层之挥发分相应降低，胶质层厚度相应增厚，见附表12。同一煤层由浅至深同样反映出上述规律，见附表13。78-90号孔煤层挥发份随深度增深而降低 附表12深度指数633.80661.95689.0803.15810.25819.80V36.2737.2934.3832.4632.343

23、2.19Y11.09.010.011.012.015.520勘探线41号煤层挥发分随深度增深而降低 附表13深度指数227.45335.30479.90765.90V37.7837.3636.1133.80Y9.512.513.013.5本区所出现之高变质煤种，是在区域变质形成中变质气煤的总趋势下，又受辉绿岩床侵入的热液接触变质作用而致，岩浆热液接触变是围绕岩体呈孤带状或半环带状影响煤的变质，经统汁，其影响范围：一般是岩床体向上，以岩体厚度的二分之一，向下为岩体厚度的十分之四的距离内为强变质带，煤的挥发分降至10以下，胶质层为0，约等于岩体厚度的十分之八为弱变质带，挥发分依序降至1026；胶质

24、层为04mm。故岩床体外侧分布之弱粘煤是区域变质的中变质煤种受岩浆热液高温的变质影响面加深了变质阶段。故冠子高变质弱粘结煤名称以资区别。此类煤种之变质条件，可能是温度高，但热量消失快，高温变质作用时间短而导致。低变质弱粘结煤的变质因素，是因煤的原始物质、积聚环境不同，成煤时遭受丝炭化作用时间较长；成煤后处于构造变动之上升地快，上覆地层厚度薄，与构造下降地快之温度、压力的作用时间有悬殊的差异，它的变质程度相应地低于同一区域变质作用的中变质气煤。据上述，本区煤的变质是多种变质因素的相互迭加影响的结果。煤的胶质层厚度较薄，Y值在614.5mm一般在10.00mm，收缩度大。增埚粘结性在46级间，在火

25、成岩强变质带内，胶质层为零。弱变质带内一般降46mm左右。在平面分布上，同一煤层由浅部往深部挥发分略降，胶质层逐渐增厚。本区未做铁箱试验。但结焦指数与邻区宝山矿相同。故可以借鉴，该矿对41号煤层浅部采样送鞍钢试验室分析，煤层挥发分39%，胶质层厚度10mm，收缩度大，裂纹较多，膨胀压力小，仅0.005kg/cm²，焦炭原始筛分>60mm为52.1%，<10mm为14.6%，100转后鼓内筛分>40mm为39.8，<10mm为31.6%，225转后鼓内筛分>40mm为22.6%，<10mm为43.8%。焦炭熔融粗糙，抗碎性尚可，耐磨则较差，较抚顺龙老

26、矿，焦炭强度稍好。发热量：弹筒发热量(Qf)与灰分有关，区内务煤层平均值为51877105卡/克。低灰分煤(Qf)均>6500卡/克，中灰分煤(Qf)在58296512卡/克，高灰分煤(Qf)在51875982卡/克。各煤层可燃体发热量(Qr)在788l2311卡/克之间。灰熔点；煤灰的软化温度T2在12001400，一般均大于1280，为高熔点灰分。煤灰成分：煤灰成分中以硅质成分为主，含量47.46%79.40%，一般为67.25%，个别点如77-39号孔10号煤层硅质含量降至22.07%，而氧化钙骤增至55.10%，致使原煤挥发分增大至46.69%，发热量Qa降至4987卡/克。其它

27、成分粘土含量在8.19%33.90%，一般在23.41%左右，铁、钙、镁含量稀少。6、开采技术条件6.1、工程地质及其它开采技术条件主采层36煤层顶板岩性为细砂岩，岩石破碎，层理节理都比较发育，顶班完整性较差。41煤层顶板岩性为粉砂岩，比较完整，节理裂隙、层理不发育为稳定顶板,底板为中、粗砂岩，局部区域为凝灰质砂岩，遇水膨胀，造成底鼓现象。据原生产小井揭露70、78、89号煤层顶板岩性为细砂岩粉砂岩，顶板完整稳定。其它煤层顶板岩性主要以粉砂岩为主粗砂岩次之，节理层理不发育顶板较稳定。6.2、瓦斯、煤尘和煤的自燃6.2.1、瓦斯：区内主要可采煤层CH4平均含量为9.77m³/t，可燃质

28、；CO2各煤层平均含量为3.99cm3/t，可燃质。根据东保卫煤矿近五年瓦斯涌出情况资料，结合钻孔瓦斯测定情况，按照煤矿安全规程规定，日产一吨煤涌出沼气量在9.77m³以下为低沼气矿井，故东保卫煤矿应属低瓦斯矿井。东保卫煤矿属于低瓦斯矿井，其中一采区左部及三采区为高瓦斯区域，二段78层瓦斯涌出量较高。矿井绝对瓦斯涌出量为13.132 m3/min，相对涌出量为9.77m3/t，一采区、三采区采煤工作面采用仰角钻孔进行瓦斯抽放，二段78层准备进行抽放。东保卫煤矿近年瓦斯涌出量表年度矿井瓦斯及二氧化碳年平均涌出量CH4CO2绝对量(m3/min)相对量(m3/td)绝对量(m3/min)

29、相对量(m3/d)200312.15616.703.28164.0620046.20873.461.13751.25200513.43757.9984.19485.572200613.1329.7753573996.2.2、煤尘：根据煤尘爆炸性试验指标，各煤层抑制煤尘爆炸最低岩粉量均在36%以上，均属于有煤尘爆炸危险性煤层6.2.3、煤的自燃：上部组30、36、41煤层，根据煤层自燃倾向试验为不易自燃煤层，但据井下生产资料该30、36、41煤层有自燃发火倾向，其它煤层未进行开采，无自燃发火资料。井田内煤层的自燃发火期为36个月，矿井总体为三级自燃发火矿井。6.2.4、地温：地温梯度在2.252

30、.81/100m,平均2.52/100m，无高温区域，属地温正常地区。7、 环境地质东保卫煤矿区内基岩均被第四系松散层覆盖，无滑坡、崩塌、泥石流等不良地质现象。根据矿井采掘方案，其主要环境地质情况有：地面沉降：本区可采煤层采动范围绝大部分均在山坡，在矿井开采中，由于煤层顶板冒落的影响，势必引起地面沉降，但由于煤层埋深较大，相对而言，沉降幅度较小。地下水：矿井在开采过程中由于大量疏排地下水，加之本区是一个相对封闭的水文地质单元，则会引起深层地下水位的下降。但由于煤系地层之上覆盖了较厚的第四系下部粘土隔水层和下白垩系地层，对其第四系松散层的浅层地下水影响甚微。利用矸石发展建材、铺路等。矿井水采用净

31、化处理，根据用于工业用水，根据水质特点选用适合的滤料除去水中的有害物质，达到工业用水标准。双鸭山热电厂将要从东保卫煤矿铺设管道,利用矿井水进行发电。工业场地噪声执行工业企业厂界噪声标准的三标准。居住区噪声执行城市区域环境噪声标准的一类混合区标准。作业场所噪声执行企业噪声控制设计规范的要求。污水符合污水综合排放标准，达到松花江水系环境质量标准三级。绿化采用煤炭工程建设其它费用指标中的绿化指标规定。烟尘排放达到大气环境质量标准二级。8、 煤矿设计建设情况根据双鸭山煤田东保卫勘探精查地质报告，黑龙江省煤炭局(81)黑煤计字第358号文“关于双鸭山矿务局东保卫煤矿计划任务书及设计方案的审查意见”和煤炭

32、部(81)煤计字第572号文“对双鸭山矿务局东保卫煤矿设计计划任务书的批复意见”东保卫煤矿设计能力90万吨/年，其中：二井设计能力60万吨，一井设计能力30万吨。东保卫煤矿设计由原双鸭山矿务局设计院等单位承担；矿井主体施工单位为双鸭山矿务局第一建设公司建井工程处、东保卫建设指挥部。东保卫煤矿一井于1983年10月开始筹建，1986年6月25日投产，1996年12月报废。目前-180水泵房和主扇仍在使用。二井于1983年12月筹建，原矿井初步设计主要针对二采区进行，于1988年9月25日投产，投产采区为二采区，二采区投产后一采区作为补套采区开始施工准备，于1993年投产。二井设计能力60万吨/年

33、。矿井采用斜井多水平开拓方式，走向长壁全部跨落采煤方法。现整个井田分为二个水平，即-200水平为第一水平，开采-370标高以上；-500为第二水平，开采-370-700标高。矿井设计服务年限为102年。目前-200水平为现生产水平，-500水平为开拓延伸水平。9、 煤矿生产情况自投产以来至2002年以前，矿井始终没有达产的主要原因是矿井通风存在问题。通风网络阻力大、主要回风道断面小。经过系统改造，于02年双达至06年产量保持在80万吨左右。一井报废后，东保卫煤矿为一矿一井(二井)，现有2个生产采区，1个准备采区。2个高档采煤工作面，1个炮采工作面。2002年二井达产，现生产一水平(-200以下

34、至-370标高)，生产采区为一采区、二采区，生产煤层为36层、41层、78层。10、 采煤方法及设备10.1、 采煤方法工作面采用单一煤层走向长壁后退式“高档普通机械化采煤法”，一次采全高。10.2、 工作面设备10.2.1、采煤机选用采煤机的型号为：MG132/320， 技术参数如下：1、平均采高：1.8米。2、滚筒截深：0.80米。3、牵引速度：6m/min。4、装机功率：150×2+55千瓦。5、电压：1140伏。6、滚筒直径：1.25m。7、卧底：160mm230mm10.2.2、工作面刮板运输机选用工作面刮板输送机的型号为：SGW630/220，技术参数如下：1、输出：45

35、0吨/小时2、链速：1.07米/ 秒3、电机功率：110×2千瓦4、电压：1140伏10.2.3、顺槽刮板输送机选用下顺槽刮板输送机的型号为：SGW40T，技术参数如下：1、输出量：150吨/小时。2、链 速：0.86米/秒。3、电机功率：40×2千瓦。4、电 压：660伏。10.2.4、泵站选用乳化泵的型号为：RB-80/200。10.2.5、移动变电站选用移动变电站的型号：KSGZY500/6, KSGZY630/6。10.2.6 、设备布置1、采煤机：MG132/320工作面一台。2、工作面运输机：SGW630/220工作面一台。3、运输巷SGW40T刮板机（3台）：

36、布置在运输巷用于煤炭运输。4、下料道布置一台JD-25KW绞车。10.3 工作面设计及回采工艺表3-1 设计主要内容表采煤方法走向长壁后退式工作面长平均92m落煤方式机械落煤倾角28°-18°，平均23°一次循环进度0.75m采高1.75-2.0m，平均1.9m作业方式“三八”作业制采煤机MG-132/320顶板管理自然垮落法工作面SGW-630/220支护形式四、五排单体支护运输巷输送机刮板机：SGW-40T10.3.1、工作面支护计算1、单位面积顶压、没有进行矿压观测的可按下列计算：P=N×M×R/(KP-1)=2×1.9

37、5;2.5/1.32-1=29.7吨/米²式中：N：考虑周期来压及支柱受力不平衡时的安全系数一般可取2M：平均采高1.9米，R：岩石的容重：2.5吨/米³KP：岩石碎胀系数取1.3210.3.2、工作阻力计算：Rs=K1×K2×K3×Re=1×0.9×0.95×30=25.65吨/根式中：Re：支柱的额定工作阻力，30吨K1：支柱下缩量系数，取1K2：支柱工作阻力系数，取0.80.9 取0.9K3：支柱完好系数，取0.9510.3.3、顶板支护密度计算：Q=P/Rs=29.7/25.65=1.16根/米2式中 Q：

38、支护密度：根/米210.3.4、柱距计算：a=Mn/ E大=4/1.16×4.4=0.78米式中：a:柱距、米Mn：支柱排数、应取最大控顶距时的最少支柱排数4E大：最大控顶距4.4米当计算出a<0.6时考虑打设对柱a=0.78>0.6故工作面采用四、五排单体配合板帽子支护顶板，柱距0.75米.10.3.5、支柱选择：A：支柱最大高度：H大=（M大-b）×1.1=（2.0-0.06）×1.1=2.134米式中：H大支柱最大高度、米M大煤层最大采高（2.0米）b顶梁厚度、米，取0.061.1备用系数B：支柱最小高度：H小=M小-S-b-a=1.75-0.1

39、-0.06-0.1=1.49米式中：H小支柱最小高度、米M小煤层最小采高（1.75米）S放顶线支柱最大可缩量取0.1米b顶梁厚度、米，取0.06a支柱卸栽高度、取0.1米10.3.6、选用支柱型号外注型单体支柱技术特征表型 号支撑高度（m）工作行程重量（无油重）最大高度最小高度（mm）（kg）DZ20-30/1002000124076049DZ22-30/1002240144080055DZ25-30/100250017008005810.4、 回采工艺10.4.1机械采煤回采工艺为：割煤 移溜 打设支柱 回柱放顶1、割煤采煤机自工作面上端头或下端头斜切进刀，沿输送机弯曲段下行或上行，并逐渐切

40、入煤壁，进入直线段后停机,推移弯曲段及上部输送机或下部输送机。采煤机下行或上行割煤，割至下端头或上端头， 一次采全高,往返一次进两个循环。2、推溜滞后机组后滚筒5m后开始推溜，移溜弯曲段不小于15米，溜子必须平直，永久支护距机组不能大于35m。移工作面溜子头、尾时采煤机停止运转。移溜时，先撤掉移溜段溜子的防滑戗柱，推移溜子，然后要立即将溜子戗柱打设齐全。3、支护采用单体液压支柱与板帽子配合支护顶板。采用矩形“四、五”排管理，实行“见五撤一”制，支柱的排距为0.75m，柱距0.75m。随机组割煤，当溜子弯曲段推够0.3m时，必须打设临时支柱，临时支柱为：带帽单体单柱，柱距为0.75m，沿电缆槽边

41、缘打设，临时支护翻打成永久支柱时，严格执行“先打后翻”的原则。4、回柱放顶：采用分段回柱放顶，每段不少于20m，回柱滞后打柱不小于20m。随机组上行或下行，当工作面软帮侧形成五排支柱（回柱滞后打柱距离达到20m）后，将第五排支柱回撤，让空区顶板冒落。回柱时，要从溜子头向溜子尾方向进行。回柱地点距离打设支柱地点不小于20m，当机组割煤至机头或机尾时，机组斜切进刀进入直线段后停机，将溜子向端头依次推直，当溜子推够0.75m时，及时打设永久支柱,待支柱打设齐全后，一次性将工作面第五排支柱撤完，机组再割三角煤。回撤下来的第五排支柱要打设在新的切顶线上，第四排形成对柱管理，即工作面第四排支柱间，起到切顶

42、补强作用。保证每节板有13棵单体。运输巷要超前回风巷20-25米推进，使工作面按伪仰斜布置。10.4.2、进刀方式说明1、采煤机上端头斜切进刀，沿输送机弯曲段下行，并逐渐切入煤壁，进入直线段后停机,推移弯曲段及上部输送机；2、采煤机反向上行割三角煤；3、采煤机下行割煤，随机移溜、打柱、回柱放顶，采煤机割至下端头；4、采煤机下端头斜切进刀，沿输送机弯曲段上行，并逐渐切入煤壁，进入直线段后停机,推移弯曲段及下部输送机，5、采煤机反向下行割三角煤；6、采煤机上行割煤，随机移溜、打柱、回柱放顶，采煤机割至上端头；二，灾害防治1、东保卫煤矿瓦斯综合治理整改方案我矿2011年瓦斯等级鉴定为高瓦斯管理矿井。

43、目前我矿除每年进行一次年度瓦斯等级鉴定外，每月对各采区和所有采掘工作面进行一次瓦斯等级鉴定。我矿现有3个采煤工作面，16个掘进工作面。其中综采工作面绝对瓦斯涌出量3.9米3/分，208和212两个掘进工作面绝对瓦斯涌出量分别为1.3米3/分和0.6米3/分，均按照高瓦斯工作面进行管理，加强工作面瓦斯治理和“一通三防”安全设施检查力度，每天有一名矿领导、井区及段队领导到现场检查。其他采掘工作面均为低瓦斯工作面。按照专家组会诊意见，我矿要加强局部区域和复杂地质单元瓦斯鉴定工作。对于新拉门掘进工作面，30米范围内全部按照高瓦斯工作面进行管理，30米以后重新鉴定瓦斯等级。为了取消-200水平架线电机车

44、，我矿计划-200水平改用蓄电池机车作为牵引机车。目前蓄电池机车充电硐室正在施工，2012年1月月末投入使用，即可取消架线电机车。2、测定整理瓦斯基础参数，建立瓦斯参数数据库。东保卫煤矿目前还没有建立瓦斯参数数据库。瓦斯参数测定工作处在刚起步阶段，只能测定瓦斯含量、压力和煤层硬度几项参数，煤层透气性、渗透性、瓦斯吸附常数、放散初速度等参数由于测试仪器和实验数据原因没有进行测定。我矿已经成立由总工程师领导，通风副总、地质副总具体负责的煤层瓦斯参数测定机构，2012年借助集团公司瓦斯实验室和即将到货的仪器装备，对各煤层瓦斯参数进行测定，同时对前期各煤层瓦斯参数进行整理，建立我矿瓦斯防治数据库，修编

45、瓦斯地质图，为矿井瓦斯治理提供地质保障。3、完善三级地质保障体系东保卫煤矿目前已经配备了地测副总工程师，成立了地质测量中心，并且在通风区成立防突机构，设专职副区长和技术员。生产区地质由采掘工程技术员兼任，基本健全了三级地质保障体系（总工程师、地测副总工程师地质测量中心生产区地质技术员），制定了以瓦斯防治为重点的地质保障制度。目前我矿三级地质保障体系还存在人员不足的问题。地质测量中心缺少专职技术员6人，生产区地质工作只能由采掘技术员兼任，缺少专职技术员3人。4、明确瓦斯治理规划及技术措施。东保卫煤矿按照近几年生产发展，编制采掘生产计划的同时编制了瓦斯抽采计划和目标，同时制定了20122014年“

46、一面一策”瓦斯治理方案和三年内瓦斯治理规划。根据不同区域瓦斯含量和压力的不同，我矿在瓦斯治理技术措施上主要有以下几个方面：4.1、对于-570标高以上的采煤工作面由仰角抽放向高位抽放转变，同时配合隅角抽放和本煤层抽放。掘进工作面采取边掘边抽的治理措施。4.2、对于三采区-570标高以下瓦斯含量达到8米3/吨的煤层采取提前做瓦斯抽放巷（沿38层煤），向30、36、41煤层顶、底板打穿层钻孔，预抽煤层瓦斯。4.3、把36层作为首采层，充分利用首采层开采后的卸压保护作用，为抽采30、41等煤层瓦斯创造条件。4.4、严抓采掘超前物探和钻探工作。我矿对于物探工作和掘进超前钻探工作，专门制定了管理办法，确

47、保超前探测工作的顺利进行。打钻过程中，瓦检员及地质技术员现场监督，及时掌握瓦斯变化规律，防止瓦斯突出等事故发生，做好超前预测预报和指导工作。5、结合实际，加强科技攻关。东保卫煤矿采掘生产即将转入-500标高以下，按照瓦斯梯度计算，-600标高煤层含量将达到8米3/吨以上，灾害越来越大，但是我矿制约瓦斯治理和生产的技术难题还很多，下一步我们要结合实际，围绕瓦斯治理，解决以下几个关键技术问题：5.1、充分掌握和利用好矿井地理信息灾害预警系统。目前该套系统在我矿已经投入使用，但是数据库（主要是瓦斯参数）不健全，部分操作人员不熟练(厂家正在培训)，系统发挥的作用受到限制。下步我矿从以上两个方面入手，尽

48、快使系统发挥作用，做好瓦斯、水、冲击地压等灾害预警工作。大倾角无煤柱开采和薄煤层开采技术有所突破。我矿30、78、41煤层局部发育薄，0.8米1.0米厚煤层可采储量2581.49万吨，占剩余可采储量的37%，尤其30层将在2012年开采，提高薄煤层单产是我矿以后面临的难题。2011年矿里先后派人外出考察，确定使用四川嘉华煤机厂薄煤层综采设备进行回采，正在研究论证。同时针对大倾角无煤柱开采难题，根据我矿采场实际情况，准备采取沿空掘巷技术，现在正在试验。研究符合我矿的深部防突技术和增加煤层透气性技术。随着一采区和三采区-500下山区的开采，预抽煤层瓦斯和防止煤与瓦斯突出将是我矿瓦斯治理面临的主要难

49、题，目前在这两方面我们技术水平还比较低，我矿将严格执行瓦斯治理和防突的有关规定，借鉴淮南等先进经验，探索符合我矿的深部防突技术和增加煤层透气性技术。三、开拓开采布局，开采程序，采掘工艺方面1、优化和简化开拓开采布局从2012年开始，利用3年时间，对矿井通风、抽放、供电等系统进行技术改造，提高各系统能力和稳定性。同时2012年一水平三采区-200上山区和一水平二采区相继结束，回撤封闭，使矿井生产得到集中，简化生产系统。2、合理调整开采程序该矿2013年开始进入-500下山区开采，提前测定30、36、38、41、78等煤层瓦斯参数，根据瓦斯压力、含量、煤层间距等条件，设计优先沿38层施工瓦斯专用抽

50、放巷，预抽36层及41层煤层瓦斯，开采36层煤层作为解放层，为30、41等煤层瓦斯抽采创造条件。3、瓦斯防治系统方面3.1、对通风系统进行改造东保卫煤矿通风系统目前主要存在以下问题：1）、通风系统复杂，三台主扇同时运转存在角联问题，通风系统不稳定，矿井出现灾害时，反风方式多样，不确定。2）、一采区、二采区、三采区通风阻力大于2000Pa，需要进行降阻，按100万吨能力，通风备用系数为1.25，当备用系数按1.5计算时，通风能力不足。目前三台主扇没有增风能力，必须进行通风系统改造，降低阻力。3）、主要风道失修，局部片帮漏货、巷道断面小增加了通风阻力。因此，从2012年开始，对矿井通风系统进行技术

51、改造。总体规划为：2012年三采区新建回风立井，降阻增风，一采区和二采区实施降阻工程，2012年末三个采区通风阻力达标。2012年到2014年新建西翼回风立井，投用后取消现有一采区和二采区回风井，形成两翼对角式通风方式，提高系统稳定性。矿井通风能力满足150万吨生产能力要求，阻力和备用系数达标。主要改造工程项目：1）、简化通风系统。三采区-200上山区2012年8月即可全部回采结束，进行封闭。二采区78层2012年末回采结束、设备回撤完进行封闭。通过收缩生产采区，简化通风系统。2）、2012年加大巷修力度，降阻增风。目前我矿三个采区风井阻力均超过国家标准，降阻的主要措施如下：三采区降阻主要结合

52、三采区通风系统改造，重新施工回风立井，回风能力增加到8000米3/分，阻力降到2150Pa。一采区和二采区主要采取风道扩断面和简化通风系统方法。二采区扩78层-270回风上山150米，阻力预计降低400Pa，采区风阻降低至1920Pa。一采区回风总排维修50米，阻力预计降低200Pa，采区风阻降低至1950Pa。3）、通风系统技术改造2012年三采区从地面施工一个回风立井至-50标高，2012年末投入使用，取消三采区主扇。四采区从地面施工一个回风立井至-500标高，于2014年投入使用。届时取消现运转的一采区和二采区主扇，形成两翼对角式通风方式。目前技术改造设计基本完成，进入施工前准备阶段。3

53、.2、对抽采系统进行改造东保卫煤矿现有地面瓦斯抽放站一处，安装瓦斯抽放泵2台，型号为ZBEF-227/315，额定流量为227m³/min，入井主管路直径为325mm,长度2800米。井下移动抽放硐室3处分别为：三采区-240石门1处，安装瓦斯抽放泵2台，型号为2BEF-353,额定流量为85m³/min。三采区-300皮带石门1处，安装瓦斯抽放泵2台，型号为ZWY-120/160G，流量为120m³/min。一采区采区-500运输石门1处，安装瓦斯抽放泵2台，型号为2BEF-353,额定流量为85m³/min。目前我矿瓦斯抽采能力按照专家组会诊意见，抽

54、放能力不能满足以后生产需要，因此我矿结合通风系统改造，对矿井抽放能力进行技术改造。1）、2012年未三采区新回风立井建成，在新回风立井附近，重新施工建设一座瓦斯抽放站，新增流量500m³/min瓦斯抽放泵4台,配套2趟直径为500mm的抽放管路，形成高低压分开,从新风井排入与现三采区井下抽放管路连接，取消现有三采区抽放系统。2）、2014年西翼回风系统改造完成，由于现有地面抽放系统由三采区引至四采区距离超过8000米，存在管路长、拐点多、阻力大等问题，不能满足抽采要求。计划在西翼风井附近，重新施工建设一座瓦斯抽放站，配套流量500m3/min抽放泵4台，铺设2趟直径为500mm的抽放

55、管路。3）、 2012年，三采区-500新建井下固定抽放硐室一处，安装流量为120m³/min抽放泵2台，对-500至-700采掘工作面分别进行煤体预抽和上隅角瓦斯抽放。4）、改进现有抽采方法和工艺。三采区-500标高以下采煤工作面将仰角抽放改为高位走向钻孔抽放，提高钻孔利用率。同时加强抽放工作的现场管理，增加封孔长度至10米，采用水泥砂浆或专用聚氨酯封孔袋封孔，提高封闭效果。借鉴淮南等先进技术，结合现场，改造放水装置，减少管路阻力。3.3、建立抽采在线监控系统抽采有线监测监控系统已列入2012年安全技措工程计划，到2012年末可实现对井上下各抽采地点流量、浓度、负压、温度4项抽采指标在线监测，并入安全监控系统。4、管理方面4.1、加深对瓦斯治理理念的理解以龙煤集团董事长张升提出的“九大理念”（瓦斯事故是可防可控的；瓦斯超限就是事故；掘进领先，地质超前；只有打不到的钻孔，没有抽不出来的瓦斯；人的不安全行为是导致事故发生的主要因素，必须狠抓人的不安全行为；瓦斯不治，严禁采掘；牢固技术创新，在生产组织上，抽采在先，掘采在后；结合实际，依靠科技，创新规程、规范；瓦斯治理与生产的矛盾，可以统一于先进生产力）为指导，营造以瓦斯治理为核心内容的企业文化氛围，强化全员瓦斯意识，促进瓦斯治理能力和安全管理水平再上一个台阶。每周六由