采矿工程实习报告.doc

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1、 实习（实训）报告 辽宁工程技术大学本科生实习报告书教学单位 矿业学院 专 业 班 级 学生姓名 学 号 指导教师 目 录第一章 矿井概况.11.1 矿井自然概况及交通.1 1.2 自然地理21.3 地质概况21.4 煤层、煤质概况21.5 水文地质概况31.6 充水因素及涌水量的预计41.7 瓦斯、煤尘和煤的自然.4第二章 矿井开拓.52.1 井田开拓.52.2 矿井、提升运输与通风等系统7第三章 采区巷道布置.93.1 采区概况93.2 采区巷道布置.123.3 采区生产系统.12第四章 回采工作.144.1 生产工艺.144.2 工作面正规循环生产能力.154.3 工作面支架选型.154

2、.4 工作面顶板管理.154.5 劳动组织和主要经济技术指标.16第五章 掘进工艺.175.1 破岩方式.175.2 爆破作业.175.3 装载与运输.185.4 设备及工具配备.185.5 支护工艺.19一、实习主要内容矿井概况小康矿是1987年7月1日破土动工，1990年11月1日投产，仅用40个月建成年设计能力150万吨的大型矿井。小康矿位于康平煤田东部康平县境内，距康平县城13Km，距铁法煤业（集团）所在地调兵山火车站35Km。康平煤田为隐蔽型煤田，小康矿井田位于煤田东部，井田东西长4.81Km，南北宽6.03Km，面积28.99Km2。1）、矿井自然概况及交通康平煤田位于辽宁省沈阳市

3、康平县境内，小康煤矿位于康平煤田的东北部，隶属康平县东关镇。1、康平煤田地理位置：东经：123184512330北纬：423542452、小康煤矿地理位置：东经：12320381232555北纬：423754424142其平面直角坐标：经距：4152750041535500纬距：472150047295003、井口坐标：小康煤矿采用立井、单水平、上下山开拓方式。在矿井中央开凿三个立井，即主井、副井、风井，各井口坐标、井型及用途等见表1-2。地面井口坐标 表1-2名 称井 型用 途标 高坡 度深 度经距（Y）纬距（X）提 升方 位主井立井提升+83.0090541.2741531800.0064

4、725127.958273副井立井提升+83.0090512.3041531883.044725183.69893风井立井通风+81.9090487.7041532149.5204725110.000934、矿井边界四邻及面积：小康煤矿西北以13勘探线为界，与康平三台子煤矿相邻；西南以F1、F2、F3断层为界与大平煤矿相邻；北、东、南均以煤层最低可采边界线为界。矿井东西宽4.81km，南北长6.03km，矿井面积28.99m2。5、交 通：小康煤矿矿区交通非常便利。小康煤矿距调兵山35km，距康平县城15km。矿区铁路经法库、调兵山至大青编组站，大青编组站东至铁岭20km与京哈线相接。公路有2

5、03国道从矿井西南部通过。2）、自然地理1、地形地貌：本矿井位于辽河平原西侧，地势稍有起伏，无高山，一般为平缓低山丘陵及第四纪洪冲积平原，地表绝大多数为农田，一般标高为+80+120m。地势最高处位于煤田西南后部的旧门山，其标高为177.30m。2、气候：本区位于辽河平原西侧，属于大陆性气候，一般多风少雨，春干冬寒，一般春、秋、冬三季多风，冬季多西北风，春季多西南风。风力最大至79级，瞬时达10级，小至23级，无风季节少见。降雨一般集中在7、8、9月份，年最大降雨量达801.4mm，年平均降雨量为544.4mm，最大月降雨量为346.1mm（1984年8月），最小月降水量为0（见表1-6）；该

6、区年平均蒸发量为1922.3mm，最大月蒸发量为405.6mm（1974年5月）；最高气温33.3，最低气温-32.6，冬季冻层最大深度1.45m。3）、地质概况1、矿井地层小康煤矿位于康平煤田东北部，其地层层序和含煤地层生成年代与区域地层完全一致，以前震旦系地层为基底，其上依次沉积了中生界之早白垩系、及新生界之第四系。2、区域构造小康煤矿为一总体走向NWW、倾向近南的单斜构造。由于受东西向挤压力的影响，形成了一些宽缓的褶曲，东区明显，西区次之。小康煤矿总的构造形态是宽缓的褶曲并伴有断层和“煤层缺失变薄带”。岩层倾角在314之间，一般7左右。4）、煤层、煤质概况1、煤层小康煤矿内只有一个复合煤

7、层（即1#煤层）是可采煤层，全矿井发育；只是在矿井的东北部由于煤层中间夹石普遍逐渐增厚，而把煤层分叉成两个独立可采煤层，上部的煤层称之为1#上煤层，下部的煤层和未分叉的煤层统称为1#煤层。分叉后的1#煤层顶板为粉砂岩夹薄层泥岩，厚度在2.26.5m，其余煤层顶板为油页岩，矿井内普遍发育，厚度在1050m之间，是一个明显的标志层。因此煤层对比相对比较容易简单，对比清楚。煤层间距自煤层分叉处开始向东北部边缘逐渐增厚。煤层赋存于-154-632m的空间中。赋存规律：矿井西部，含煤层总厚度一般5m左右，其南侧略有增厚，西北边缘明显变薄，仅12m；矿井东部，含煤层总厚度一般7m左右，南侧89m，东南边缘

8、聚增至17m，其北侧810m，向边缘突然增至20余米。综上所述，煤层在矿井内是稳定的，变化是很小的，规律性很强的。2、煤质小康煤矿矿井内煤质牌号为长焰煤。以区域变质为主，具体表现在：随着煤层赋存深度的增加，煤的变质程度有相对增高的趋势。如煤层赋存深度小于650m，胶质层厚度一般小于5mm，大于700m（仅一个钻孔），胶质层厚度增至7mm。由此推断：本矿井煤层赋存深度大于700m时，其煤种为气煤。另外，北一和西一与南一和南二采区相比，由于后两个采区比前两个采区煤层赋存深度深200m以上，因此，煤质较前两个采区要好。但由于煤层灰分较高，故不能做炼焦配煤，只能做动力用煤、发电用煤和炼油用煤。5）、水

9、文地质概况（一）、区域水文地质特征全区地貌按成因可划分为三种类型，即构造剥蚀地形、剥蚀堆积地形和洪冲积堆积地形。由于上述地貌类型，促成了区内无较大河流的水文特征，只是在矿井的西南有一条小河（李家河），未流经矿井，而中部、北部和南部则有许多人工渠道（主要有一道河、二道河）和季节性冲沟。在矿井的西南（即大平矿井）有三台子水库，积水面积为140km2，积水量：900万m3，最高洪水位+83.5m，一般为+81.0m；水库水的主要来源，除季节性冲沟汇集外，主要是南部李家河和康平西泡子水库的水通过人工渠道流注水库，排水主要靠人工渠道进行调节。通过矿井西南部123号钻孔之风化带抽水试验来看，水库对矿井充水

10、不是主要因素。（二）、矿井水文地质特征及水文地质类型1、含水层情况该矿井划分三个含水层，第四系洪积含水层，白垩系砂岩、砂砾岩承压含水层，白垩系底部砂岩、砂砾岩承压含水层。2、含水层的补给与排泄条件本区含水层主要补给来源为大气降水，而地表水的渗透补给对第四系和白垩系有影响，但影响不大，人工渠和季节性积水，对处于粘土覆盖层较薄地段则渗透补给良好。另外各含水层之间都存在微弱渗透补给，而含水层的排泄除垂直渗透外，第四系含水层主要靠蒸发，只是枯水季节，则由冲沟和人工渠进行排泄。而深层水（白垩系含水层）只在水位差变化大，迳流条件良好地段排泄则较好，其它地段排泄条件很差。3、矿井水文地质类型该矿井水文地质勘

11、探类型，按直接充水含水层的空间特征而划分的。根据原煤炭部制定的矿井水文地质规程矿井水文地质分类的条件：小康煤矿范围内地表水排泄条件良好，露头区被粘土类土层覆盖，属深部矿井；矿井内直接充水含水层主要由白垩系粗砂岩及砂砾岩微弱的裂隙承压含水层所组成，虽然岩层疏软多裂隙，但单位涌水量均小于0.1Ls.m以下，而且断层水极弱，并且煤层顶部有较厚的油页岩、泥岩和含水层间有良好隔水性能的泥岩、粉砂岩层，所以与地表水以及各含水层间无直接水力联系。矿井最大涌水量小于180m3h，采掘工程一般不受水害影响，防治水工程简单。为此小康煤矿矿井水文地质类型为一类一型矿井，属于水文地质简单型矿井。6）、充水因素及涌水量

12、的预计（一）、矿井充水因素1、井筒水2、巷道围岩水3、生产造成的裂隙通道4、采空区积水对生产的影响5、采煤沉陷积水（二）、矿井涌水量预计 1、正常涌水量：0.3m3/h。 2、最大涌水量：1.26 m3/h。7）、瓦斯、煤尘和煤的自燃1、矿井瓦斯等级经2007年7月进行鉴定：矿井相对瓦斯涌出量为0.96m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为5.46m3/min，属于低瓦斯矿井。虽为低瓦斯矿井，但由于小康煤矿自燃发火期较短，个别地点瓦斯涌出异常，所以仍按高瓦斯矿井管理。2、煤尘爆炸指数煤尘爆炸指数2007年7月鉴定为41.75，具爆炸危险性。煤尘主要来源于回采落煤，打眼放炮，煤炭装运等到生产环节造成，煤

13、尘生成量30100mg/m3，经洒水消尘处理，煤尘浓度仍大于10mg/m3，属高煤尘矿井。3、煤的自燃小康煤矿煤的自燃倾向性较强，投产前后井下煤层自燃发火170余次。经测定煤的自燃发火期为13个月，最短21天。2、矿井开拓1）、井田开拓1、储量：计算储量的煤层最小可采厚度为0.7m，煤的最高灰分为40%。井田内工业储量为188.071Mt，其中A+B级储量为81.62Mt，占总工业储量的43.3%；可采储量133.335Mt。高级储量分布在井田中部2、矿井设计生产能力：矿井生产能力为1.5Mt，日生产能力为0.5Mt。3、矿井核定生产能力：2004年末井田内工业储量为15868.9万t，其中A

14、B级储量7047.8万t。可采储量为11161.0万t。矿井核定生产能力为260万ta，矿井剩余服务年限为33a（采用1.3的储量备用系数）。小康矿设计年工作日为350d，每天三班作业，其中两班半生产，半班准备。每班工作8h。每日提升时间为16h。4、服务年限：本矿井可采储量为133.34Mt，采用1.3的储量备用系数，包括递减时间，矿井服务年限为69.9a。5、矿井工作制度：本矿井设计工作日为300d，每天三班作业，其中两班生产，一班准备。每班工作8h。每日提升时间为14h。6、井田开拓方式：本井田为隐伏煤田，煤层同期存于154m632m之间，埋藏较深，倾角平缓，大部分倾角在5左右，中部局部

15、达12左右。如果用斜井开拓，则井筒工程量大，辅助提升困难，施工工期长，压煤多，所以经方案比较采用立井单水平开拓方式。矿井水平标高设在399m水平，井底车场及运输大巷均布置在煤层底板较坚硬的岩层里。7、矿井井筒数目、位置和用途、断面尺寸和布置装备：设计之主井、副井、中央风井均为立井。主井提煤，净直径为5.5m，布置一对JDSY-16/1504型16t箕斗。井筒装备为钢丝绳罐道，另设通讯和提升信号等电缆，见图21。副井净直径为7.0m，担负提升矸石，上、下人员，下放材料及进风，并设有管子间和作为安全出口的梯子间。设一个宽罐和一个1t矿车双层四车标准罐笼，并预留一个1t矿车单层双车标准罐笼配以一个平

16、衡锤的安装位置。井筒装备采用型钢组合罐道端头布置，槽钢罐道梁及锚杆托架。中央风井净直径为6.0m，担负全矿井初期和中期回风用。内设梯子间，作为安全出口。8、井底车场型式、调车方式及线路布置的特点：采用梭式井底车场型式，即东西翼运输大巷直接与副井重、空车线直线相接。该方案具有工程量少、调车时间短等优点。为了沟通两翼列车及机车绕行，另于副井南侧设有空、重车绕道。原设计：副井空、重车线均为2列车长度。为折返式调车。东西两翼矸石列车调车情况如下：西翼矸石列车经西翼运输大巷（空车调车线），井底车场绕道至重车线，再由牵引机车所向顶入重车存车线，然后，机车经绕道行至空车存车线，牵引空列车返回西翼运输大巷去采

17、区。东翼矸石列车由东翼运输大巷行至重车调车线停车，机车再反向行至列车车尾，顶列车进入重车存车线，然后机车经绕道至空车存线取空车，牵引空列车在空车调车线机车调头，最后牵引列车经绕道返回东翼运输大巷去采区。修改设计：副井空、重车线均为2列车长度。为折返式调车。西翼矸石列车调车情况如下：西翼矸石列车经西翼运输大巷（空车调车线），井底车场绕道至重车线，再由牵引机车所向顶入重车存车线，然后，机车经绕道行至空车存车线，牵引空列车返回西翼运输大巷去采区。9、开采水平内开拓巷道的布置方式：原设计：井田东西翼各布置一条主要运输大巷分别开拓东、北翼及西翼的煤层。考虑到巷道维护条件好，运输大巷不留煤柱，运输大巷设在

18、煤层底板30m左右的砂岩中。修改设计：井田西翼布置一条主要运输大巷开拓西翼的煤层。考虑到巷道维护条件好，运输大巷不留煤柱，运输大巷设在煤层底板30m左右的砂岩中。10、阶段内采区的划分：a、关于首采采区北一、南一采区的问题。原北一采区的西南部基本采完，东南部地表是拉马屯村庄，房屋密集，住户多；东北部煤层分叉，夹石增厚大1.02.4m，灰份高达50%以上，产出煤炭煤质差而销路不畅；因此，当时研究决定暂时不开采此区域的煤炭，剩余煤炭储量划入其它采区。因而，当1999年2月N1E6段综放面开采结束后，对北一采区除三条上山外都进行了回收。原南一采区的准备巷道由于多次重复翻修，已无法再翻修而导致报废；为

19、此，南一采区东部已无法布置采面；另外，南一采区西部已开采的几个工作面，由于受断层地质构造的影响，除N1W1段综采面外，均未送到采区边界；为此，应将南一采区剩余的煤炭储量划入其它采区。b、采区走向长度或倾斜长度应根据煤层地质条件、开采机械化水平、集中化生产的要求、开拓及采准巷道布置综合考虑。根据工作面接替要求，一般应保证机械化连续回采1年以上。依据目前小康矿集中化采煤水平，综合机械化回采面的一翼长度不小于10001600m。世界上有的高产高效综采面一翼长达20003000m以上，个别达5000m。另外，小康矿目前开采南二采区，属于开采最深的采区，软岩支护目前已能满足矿井安全生产需要。由此，考虑采

20、区、工作面走向和倾斜长度时要适当加长。c、为了保证煤炭运输连续性，采区所生产煤炭应采用带式输送机运煤直到井底煤仓，此方案出煤快，投资省，效益高。在地质条件优越、机械化装备好的情况下，双翼开采的采区两翼长度均应尽可能长一些。d、小康矿煤层倾角较小，可采用倾斜长壁布置。e、西二采区应采用单翼布置为宜。11、开采顺序及采区尺寸: 原设计：本矿井只有一个可采煤层，（北部由于夹石增厚成为两个分层）用单一水平开拓，全矿井共分12个采区。北部四个采区、南部四个采区，西部四个采区。移交生产及达到设计产量时为两个采区，即南一采区和北一采区，各采区均由井田中央向南、北、西各翼边界发展，形成采区前进式的开采顺序。采

21、区尺寸是根据地质构造，开采条件和采区运输等条件确定的，采区倾斜宽度为1000m左右，走向长度为2000m左右。可采储量均在5Mt以上。修改设计：本矿井只有一个可采煤层，（北部由于夹石增厚成为两个分层）用单一水平开拓，全矿井共分6个采区。北部二个采区、南部二个采区，西部二个采区。移交生产及达到设计产量时为两个采区，即南一采区和北一采区，各采区均由井田中央向南、北、西各翼边界发展，形成采区前进式的开采顺序。采区尺寸是根据地质构造，开采条件和采区运输等条件确定的，采区倾斜宽度为10003350m左右，走向长度为16004100m左右。可采储量均在5Mt以上。2）、矿井提升、运输与通风等系统1、矿井提

22、升方式及提升设备：主井提煤，净直径为5.5m，布置一对JDSY-16/1504型16t箕斗。井筒装备为钢丝绳罐道，另设通讯和提升信号等电缆， 副井净直径为7.0m，担负提升矸石，上、下人员，下放材料及进风，并设有管子间和作为安全出口的梯子间。设一个宽罐和一个1t矿车双层四车标准罐笼，并预留一个1t矿车单层双车标准罐笼配以一个平衡锤的安装位置。井筒装备采用型钢组合罐道端头布置，槽钢罐道梁及锚杆托架。中央风井净直径为6.0m，担负全矿井初期和中期回风用。内设梯子间，作为安全出口。2、矿井运输方式，运输系统及运输设备：本矿井为单一水平开拓，井底车场水平标高为-399m。由于初期采区距井底较近，北一、

23、南一采区所采出的煤分别由上、下山的腾带输送机直接向井底煤仓卸载。因此初期井底车场轨道运输系统比较简单，只担负矸石、材料、设备等辅助运输任务。经多方案比较，决定采用如图24梭式井底车场型式，即东西翼运输大巷直接与副井重、空车线直线相接。该方案具有工程量少、调车时间短等优点。为了沟通两翼列车及机车绕行，另于副井南侧设有空、重车绕道。原设计：后期采西、北边界采区时，因运距远、采区分散，考虑采用3t侧底卸矿车运煤，则在主煤仓南160m，胶带机下山上方设卸载站，煤经后期卸载站环线运至卸载站，同主井清扫撒煤经同一上仓胶带输送机送到井底主煤仓。修改设计：后期采西、北边界采区时，依然采用胶带输送机运煤，煤炭直

24、到井底主煤仓。3、矿井通风方式及设施：小康矿矿井通风方式为中央并列抽出式，中央副井入风，中央风井排风。中央副井为主要进风井，净径7m，井筒断面38.465m2，井深482m。中央风井为专用排风井，中央风井净径6m，井筒断面28.26m2，井深482m。最大通风流程为7129m。中央风井现运转的两台主要通风机为MAF2100/1200-1型轴流式通风机，主要通风机配套电机:型号为TD630-6，功率630kw，转数600r/min，一台工作，一台备用。目前叶片安装角度为37.5度，风硐风量6651 m3/min，负压2430Pa，输出功率269.5kw，效率73.5%，等积孔2.65 m2。主要

25、担负南二采区、西一采区、北一采区的用风。矿井采用分区通风，按需分配风量。采煤工作面采用U型通风方式，掘进工作面采用压入式通风方式。采煤工作面供风量一般 11001500m3/min，掘进工作面一般300400m3/min.4、通风系统：1、新风：副井-399井底车场西翼轨道大巷局扇及风筒工作面。2、乏风：施工地点西翼回风大巷北一西一总排风井地面。附：通风系统图5、排水，输电系统：（1）矿井水从工作面开始-排水沟-采区上山-采区水仓-运输大巷-井底车场中央水仓-抽水管道-地面排水口。 （2）矿井输电从地面开始-地面变电所-井下中央变电所-采区变电所-工作面配电点。6、压风: W1S1运输巷掘进工

26、作面用风风源来自地面工业广场内的压风机房，该机房内安设OGD-40.87型压风机4台，承担井下所有地点用风。压风设备参数见下表。压风设备技术参数表设备名称型 号数 量风压安装地点敷设方式压风机OGD40.8/74台0.8 MPa地面工业广场固定3、采区巷道布置1）、采区概况（一）工作面位置及井上下关系表1 工作面位置及井上下关系表水平名称-399水平采区名称南二采区地面标高+79.3m+80.4m井下标高-540m -500m地面的相对位置位于南二采区中部，在南二采区运输中巷、回风中巷和轨道中巷南侧，其平面位置为X：47224004724080，Y：4153282041533160.回采对地面

27、设施的影响无影响井下位置及与相邻关系北临南二采区北侧，南340m为矿井边界，西侧为南二南六采空区，东侧为尚未开拓的南二南八综放面。走向长度/m1288倾斜长度（m）230面积（m2） 296240（二） 煤 层1工作面煤层情况工作面煤层情况见表2 表2 煤层情况表指 标参数备注煤层厚度（最大-最小/平均），m，9.976.5/6.8煤层倾角（最大-最小/平均），度，124/7煤 种长焰煤煤层硬度，f2-3煤层节理（发育程度）发育煤层层理（发育程度）发育稳定程度中等稳定煤层情况描述本工作面的煤层结构比较复杂，由815个自然分层组成，为一复合煤层，煤层赋存比较稳定，结构变化也不大。其厚度变化规律是

28、：西厚东薄，南厚北薄，煤层中夹石一般为泥岩，深灰色，泥质胶结，质软，遇水泥化。煤体黑色、沥青光泽、贝壳状断口，条带状结构，块状构造，内生裂隙较发育，质脆，以亮煤为主，暗煤次之。宏观煤岩类型为半光亮型煤，煤层与顶板一般为整合接触，由于本工作面是由两个宽缓的背斜和一个向斜组合而成，煤层产状变化较大。 （三） 煤层顶底板工作面煤层顶底板情况 表3 煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚 度特 征基本顶泥岩17.9m直接顶为油页岩，在工作面中最厚为49.5m，最薄为39.08m，一般为47.5m，黑褐色，以泥质成分为主，层状结构，含炭富油，易风化，风化后呈片状，干后粉碎崩解，不易维护。直接顶油页岩47

29、.5m伪顶无直接底粉砂岩11m灰、深灰色，以泥质胶结为主，胶结程度较高，坚硬，有时夹薄层煤线，具有粉砂质结构，块状构造。基本底砂砾岩11.5m以下白色，坚硬致密，渗透性弱（四）地质构造1断层情况以及对回采的影响:本工作面位于小康井田肖家背斜西翼，由次一级低序次的倾状背向斜所组成，并伴有小断层和煤层缺失变薄带，工作面的南北两侧为倾状的宽缓背斜，工作面中部为宽缓的向斜。北侧背斜的枢纽方向近EW，北翼煤层倾角46，南翼煤层倾角为58，南侧背斜的枢纽方向为NEE，北翼煤层倾角为57，南翼煤层倾角为812，中部向斜的枢纽方向也近EW，南北两翼的煤层倾角均为58，纵观工作面，煤层赋存比较稳定，煤层的倾向倾

30、角变化较大。运输巷距离溜煤眼54m处遇断层s2f41，距溜煤眼84m处遇断层s2f42，距溜煤眼584m处遇一影响范围宽度为48m的无煤带，切眼中心前9m遇断层S2DF36。回风巷距采止线300m处遇断层s2f25，并在断层中伴生无煤带，影响范围为51m，距采止线660m遇断层s2f43。切眼内煤层倾角略大，在靠近回风巷一侧煤层倾角在7左右，靠近运输巷煤层倾角在10左右。表4 断层情况表断层名称走向（度）倾向（度）倾角（度）断层性质断层落差（米）对回采的影响S2f413512549正断层1.2无影响S2f4224815852正断层1.1无影响S2DF321627263正断层12.4影响不大S2

31、f2524415448正断层1.2有影响S2f4311020049正断层0.5无影响2褶曲情况以及对回采的影响:本工作面为一背向斜地质构造，对回采有一定影响。3其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）:本工作面无陷落柱、火成岩、岩石冲刷带等影响。 （五）水文地质1含水层（顶部和底部）分析 煤层顶板油页岩为天然隔水层，区内无导水构造，煤层弱含水，工作面西侧为s2s6采空区，采空区积水均低于S2S7煤层底板等高线最低高程，采空区无突水危险。由于煤层弱含水，在施工过程中有的地段出现滴水现象甚至淋水，但对回采无影响。煤层底部为白垩系砂岩，底板砂砾岩承压含水层赋存于砂岩之下，结构坚硬致密，渗透性很弱，此

32、含水层位于煤层底板下50-180m左右，而且随着煤层增厚而加深，因此，对工作面影响甚微，可忽略不计。 2其它水源的分析由于地表有南二南六沉陷区积水，经沈阳煤炭科学研究所及沈阳师友煤矿科技有限公司于2008年4月予以论证，认为小康矿南二南七综放工作面能够在地表塌陷坑积水下实现安全回采。附关于铁煤集团有关矿井水体下试采的批复（辽煤生产2008第284号）3涌水量 1、正常涌水量：0.3m3/h。 2、最大涌水量：最大涌水量：1.26 m3/h。（六）储量及服务年限1储量（1）工作面工业储量 工业储量：工作面工业储量=面积煤厚容重Q工=（1288230-12770）6.81.65+127702.71

33、.65=323.74万t。式中12770代表地质平面图中“煤层缺失变薄带”面积。（2）工作面可采储量可采储量：Q可=323.740.85=275.18万t设计损失： Q工 = Q工-Q可=323.74-275.18=48.56万t2工作面服务年限 工作面的服务年限 =（可采储量/矿井年产量）=（275.18/260）/12=1.06年2）、采区巷道布置1工作面布置方式：本工作面采用倾斜长壁仰斜式回采。2运输巷、回风巷、开切眼布置方式：运输巷、回风巷沿煤层倾向布置，开切眼沿煤层走向布置。支护形式采用锚、网、支、喷的综合支护形式。设计运输巷和回风巷架3.6m36U型钢圆形棚，设计净断面9.2m2，

34、掘进断面13m2。棚距0.6m，喷砼，喷厚100mm，因为软岩不易维护，巷道实际施工4.4m36U型钢圆形棚，净断面12.6m2，掘进断面18.5m2。切眼采用架8.0m36U型钢拱型棚，棚距0.6m，锚杆间、排距为800mm600mm，五花眼布置，喷厚300mm，巷道净断面20.9m2，掘进断面25.8m2。溜煤眼的支护方式为浇注钢筋混凝土，其中溜煤眼净径2.4m，掘径2.8m。3其他巷道布置方式：入、回风平巷、入风斜巷、机电硐室及两巷采止线以外均采用壁后充填、打锚杆的支护形式，架4.4m36U型钢圆形棚、铺网、铺席、充填砼，打锚杆，棚距0.6m，锚杆间排距800mm600mm，五花眼布置，

35、充砼厚300mm，其净断面12.6m2，掘进断面21.9m2。3）、采区生产系统1、运输（1）运输设备及运输方式表13 运煤设备表运煤设备型 号装载、转载方式前部刮板输送机SGZ-800/2400自动后部刮板输送机SGZ-800/2525自动转载机SZZ-800/400自动胶带输送机SSJ-1000/2200自动胶带输送机SSJ-1000/2160自动（2）运输设备推移方式推前部刮板输送机时，过渡段长度22.5m，随采煤机前进割煤，逐节推入，放煤后拉后部刮板输送机，推前部刮板输送机和拉后部刮板输送机都是利用支架推移千斤顶完成的，推转载输送机是利用端头支架的推移千斤顶完成的，胶带输送机利用白班检

36、修期间缩机尾完成。（3）运煤路线工作面刮板输送机南二南七运输巷转载机南二南七运输巷胶带输送机溜煤眼南二胶带中巷南二运输石门南一胶带下山主井煤仓主井提升地面。（4）辅助运输路线副井西翼大巷-399车场南一轨道下山-570轨道石门南二轨道中巷联络道南二回风中巷回风斜巷南二南七回风巷2、通风系统（1）风量计算按瓦斯涌出量计算：Q=100qk=1006.01.6=960m3/min按工作面温度计算：Q=600.7VSK1K2=600.71.811.11.21.35=1359m3/min按炸药量计算Q10A=104=40 m3/min 按人数计算Q=4N=429=116m3/min按最高风速验算：Q46

37、0S=24010.25=2460m3/min1359 m3/min， S小=5.052.90.7=10.25 m2。（2）通风路线：新风：副井南二轨道下山南二轨道石门南二轨道中巷S2S7入风斜巷S2S7运输巷工作面副井南二皮带下山南二皮带石门S2皮带中巷S2皮带通S2S7运顺小川S2S7运输巷S2S7工作面乏风：S2S7工作面S2S7回风巷S2S7回风斜巷S2回风中巷S2回风石门S2回风总排风井（3）瓦斯监测 安全监测系统为森透里昂S800系统，工作面安设四台甲烷传感器，一台一氧化碳传感器，一台温度传感器，一台风速传感器，两台干线扩展控制器P5000和一台区域控制器P2782，采用四芯屏蔽监控

38、电缆。、3、排 水工作面排水系统为两巷铺设108mm排水管路，涌水处打水窝子，设水泵，利用水泵将水窝子积水排入排水管路，由排水管路将水排入南二采区水仓。4、供 电供电系统（1）、6000V供电系统设计：（2）、3300V供电系统的设计（3）、1140V供电系统的设计（4）、660V供电系统的设计（5）、配电点的设置（6）、工作面运输巷设备的照明、信号及控制系统。4、回采工作1）、生产工艺生产时工艺流程：接班准备、安全确认破煤装煤运煤支护、推溜放顶煤采空区处理1、破煤：采用采煤机破煤，采煤机前滚筒割顶部煤，后滚筒割底部煤。进刀方式为端头斜切进刀，进刀段长度22.5m，进刀深度0.8m，牵引速度2

39、.0m/min。2、装煤：利用滚筒旋转装煤，剩余的煤由铲板在推输送机时自行装入前部输送机。3、运煤：工作面内使用刮板输送机运煤。4、支护、推溜：采用放顶煤液压支架支护顶板，移架前拉回后部刮板输送机，移架后推前部刮板输送机。5、放顶煤：支架推出切眼后开始放煤。采放比为1：1.411：2.69，平均采放比1：1.52，放煤步距为0.8m，放煤方式为一采一放，放煤顺序为随机放煤，放煤方法为三轮、间隔、顺序、等量放煤法，即按1、3、5等放煤口顺序放煤，然后再按2、4、6等放煤口顺序放煤，最后按1、2、3、4、5、6等放煤口顺序放煤，每次放出煤量的三分之一到二分之一。反复三轮，把煤放完。6、采空区处理：

40、采用全部垮落法冒落顶板。2）、工作面正规循环生产能力据公式 式中: W = 工作面正规循环生产能力，tl 工作面长度, 230 m； s 工作面循环进尺， 0.8 m； h 工作面设计采高， 6.8m； r 煤的容重， 1.65 t/m3； c 工作面回采率, 85； 经过计算，W=1755t3）、工作面支架选型1、根据工作阻力计算选型：选用ZFT2500020/32S端头支架2组，ZFG720022/30型2组为过渡架，ZFS720017/29H型液压支架150组为中部支架，ZFG7200-22/30型3组为机尾端头支架。2、底板比压计算校验：我矿的底板允许比压是2.4，所选支架满足对底板比

41、压的要求。3、根据以上计算，同时，参照我矿在南二南六段综采面采用相同端头支架、过渡支架、中部支架，满足开采要求，确定采用以上支架4）、工作面顶板管理1、正常工作时期顶板支护方式：采用液压支架支护顶板，支架最大控顶距为5.85m，最小控顶距为5.05m，端面距不大于0.34m。支护方式采用及时移架方式。2、正常工作时期的特殊支护形式：（a）如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压擦顶移架，并推出伸缩梁和护帮板。（b）煤壁片帮达到0.8m，必须超前移架支护顶板。3、放煤与其他工序平行作业的安全距离：放煤滞后移架五架，移架滞后采煤机割刀两架。5）、劳动组织和主要经济技术指标1、劳动组织（1）作业方式本工作面采用三八作业制，两班半生产，半班检修，检修时间为上午8：00-12：00，采准比为5：1。 （2）劳动组织劳动组织表序号工种在册人数一班二班三班出勤人数1队干部513152班组长622263采煤机司机622264液压支架工622255端头工933386放煤工622267扫货工15555148三机司机12444119跟班电工6222510跟班钳工3111311其他6222612合计8026282675（3） 主要经济技术指标 主要经济技术指标表序号项 目单位参数1工作面有效