采矿生产实习报告.doc

1. 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1 交通位置及范围开滦东欢坨矿位于河北省唐山市丰润区境内，地处韩城镇与新军屯镇之间。井田呈北东向狭长区域，东南翼走向长13.5km;倾向宽3km;西北翼走向长8km;倾向宽0.5km;井田面积约40km2。地表为冲积平原地形，地势较为平坦。区内地势呈东北高西南低的特点，地形坡降为6。东欢坨矿井是典型的华北型的石炭二叠纪煤田，也是水文地质条件极其复杂的大水矿井，建井期间大涌水量曾达到62.84m3/min，矿井施工至今已发生很多次突水。其中大于1.0m3/min的出水点就有32个，大于10.0m3/min的出水点为3个。单个采面最大涌水量为6.01m3/min。目前，随着煤层开采的不断深入，水害威胁也进一步增大。因此，全面深入的分析研究东欢坨矿的水文地质特征，对于科学有效的预测和防治煤矿突水，保证矿井安全生产促进矿井的可持续发展具有重要意义，同时也有利于矿井水资源有效合理的开发利用和矿区的生态环境的保护。图1.1 交通位置图1.1.2地层特征东欢坨井田地层是一套标准的华北型地层，全为第四系沉积层覆盖，属隐伏井田。钻孔揭露了第四系与上古代的地层，少数钻孔达到煤系底盘奥陶系的马家沟组顶部。东欢坨地层由老至新主要包括奥陶系(O)、石炭系(C)、二迭系(P)、第四系(Q)，可采煤层主要集中在石炭系和二迭系地层中。2116风道及运道掘进施工中共揭露10条正断层，其中风道1条，运道7条，切眼2条。断层附近煤层变软或变薄，有的地方岩石顶板破碎，特别是切眼所见断层，落差较大，对煤层破坏影响严重，对回采造成影响很大。运道开口前20-30米处，巷顶上4.7米为f88断层，受其影响该区域落差0.1-0.2米的小断层和裂隙发育，掘进时曾发生过冒顶，断层附近和裂隙发育，顶板岩石破碎。根据对11槽已采工作面分析，该煤层易存在隐伏断层，回采时要加强顶板管理。2116工作面为东欢坨矿井-500水平北一采区煤11回采工作面，该工作面位于北一采区上山的北侧，-500水平北二大巷东侧，北到F3断层防水煤柱线，南到北一采区轨道上山。该工作面可采走向长532-575 m，平均570m，倾斜长84.1-93m，平均90m，面积为54144.6m2，可采储量为188096.58吨（570902.11.897%188096.58吨）。1.1.3构造特征东欢坨所在的车轴山向斜为一狭长的不对称向斜，向斜轴面向西北方向倾斜，枢纽向西南方向倾伏，在平面上呈舌状伸出。向斜两翼地层产状变化较大，东南翼地层平缓，而西北翼地层急陡。在向斜内部断裂构造较发育，断层走向多与向斜轴方向一致。1.1.4井田地层本区地层与开平煤田的岩性、岩相等沉积特征基本相同。现由老到新的地层层序，从煤系地层的基盘奥陶系中统至第四系描述如下：1）奥陶系中统马家沟组（02）本区钻孔揭露最多者15.89米，岩性为浅灰灰白色石灰岩，质纯性脆，时夹薄层状灰质粘土岩及白云质石灰岩或豹皮状灰岩。顶部有古风化壳迹象，含黄铁矿结核，裂隙溶洞较发育，有时被铝土质充填。2）石炭系（C）上限为煤11顶板细粉砂岩之顶界，与上复二迭系地层呈整合接触。下限为奥陶系石灰岩顶面，两者呈平行不整合接触。地层厚度约200米，分中上两统，下统缺失。1.2 井田的水文地质1.2.1 地下水的赋存条件分析第四系底部卵砾石孔隙水、石炭、二迭系砂岩裂隙水以及奥灰岩溶水组成了东欢坨矿井田承压水力系统。这一水力系统承压顶盖!是由粘土和亚粘土组成的区域隔水层，它位于冲积层中下部，由北向南倾斜。第四系底部卵砾石层超覆所有的基岩含水层露头，由于露头无冲积或残积成因的粘土之类所隔，所以卵砾石含水层与基岩含水层尤其是大面积的奥灰含水层水力联系密切。其间水位、水压、水温均为渐变关系。基岩裂隙水赋存于向斜盆地中的石炭、二迭系粗、中、细砂岩地层之中。裂隙密集，多为张开裂隙，宽度1mm，最大超过20mm以上，产状近乎直立。奥灰岩溶水赋存于煤系基底400m以上厚度的白云质和灰质地层之中，历年少量勘探(包括井田外围供水勘探和成井)已表明其透水性与富水性强于区内所有含水层。1.3 矿井含水层与隔水层1.3.1 含水层及其特征根据含水层的在地层中的赋存特征，东欢坨井田发育有着三大含水系统:即第四系冲积层孔隙承压含水层、石炭二迭系砂岩裂隙承压含水层以及奥陶系灰岩岩溶裂隙承压含水层，分述如下:1)第四系冲积层孔隙承压含水层第四系冲积层覆盖于煤系地层之上，分布全区，不整合于古生代地层之上，北薄南厚，较均匀的渐变:车54和车60两个钻孔一线以北为厚度小于180m的宽缓平台，向南一般以每公里5060m的幅度增厚。第四系全为松散沉积物，含水量充沛，但变化较大。单位涌水量0.2752.258L/sm，渗透系数0.3714.846m/d，水质类型为HCO3-CaNaMg型或HCO3-CaMgNa型。水温1218.5，富水性强，水量充沛，为煤系含水层的补给水源。2)石炭-二迭系砂岩裂隙承压含水层该含水层以倾伏向斜的形式伏于新生界松散层之下，地下水主要储存于泥质或硅质胶结的中、粗砂岩裂隙之中。在砂岩中并夹有煤层、粘土层、沉凝灰岩及粉砂质泥岩，不易产生裂隙，特别是粘土岩和沉凝灰岩，易风化，遇水膨胀，使裂隙弥合，故表现为弱透水或不透水。从而成为煤系地层的隔水层和弱透水层。砂岩由于受不透水或极弱透水的岩层阻隔，形成富水性各异的含水层。该含水层分为四个组:(1)以第四系底卵水为水源的A0-A含水层组本组厚约130m，以粗砂岩和巨粗不等粒砂岩为主，泥硅质胶结。上段岩石裂隙发育，且以直立裂隙为主，含水层强于下段。本组含水层与第四系底卵水广泛直接接触，以其为补给水源，因此水量充沛，不易疏干。此层是矿区内发育比较好的两层铁铝质粘土岩，并且隔水性较好而于下组含水层组联系较弱。(2)以第四系底卵水为补给水源的A层-煤5强含水层组本组厚约280m，自A层附近的巨粗不等粒砂岩经粗粒砂岩至煤5顶板中细粒砂岩，由裂隙作为介质，构成水位连续水化微变的统一含水层组。由于A层上下夹有35层薄层铁铝质粘土岩以及巨粗不等粒砂粒岩中的长石成分，易于风化，A层附近透水性变小，使得本含水层组与A0-A层水力联系减弱。但A层以下层位的抽水试验(东观33孔、东观31孔)也说明A层以上层段水位(东观26孔)仍受波及。经研究分析表明，此含水层对煤8和煤9的开采顶板突水构成直接威胁1，2。(3)煤5-煤12-2弱含水层组本组厚度在110125m之间，细砂岩、粉砂岩、泥岩交互成层。由于细砂岩和粉砂岩单层厚度最大不超过10m，隐伏露头相互孤立呈窄条状，底卵水补给有限，仅形成层间联系不畅的薄层含水段。据迄今为止的简易水文资料，泥浆消耗量3.5m3/h者很少。本组含水层的富水性取决于上下有无强含水层邻近。(4)以第四系底部卵砾石含水层和奥陶系岩溶含水层为水源的煤12-2底板强含水层组本组厚度约为140155m，以细砂岩和粉砂岩为主，上部粒级相对较粗，可见中砂岩;中下部粒级渐细，泥岩相对增多。以煤14-1复合煤组弱透水段为界，上下水位、水质、水温差异明显。煤14-1以上显示第四系底卵水源背景，煤14-1以下反映奥灰水特征。煤12-2及煤14-1开采的直接冲水含水层位于本组中、上段，尤其对煤12-2的开采构成严重的水害威胁;阻止奥灰水威胁的矿井保护层即为本组下段。勘探表明，本组含水层富水性虽不均一，但在-500m中央采区、西南采区及东南采区，中等和强富水区连片。3)奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水层本组不整合于煤系地层之下。矿区有十二个钻孔揭露此层，除车43、车59两孔揭露较厚(73.26m和97.38m)外，一般揭露厚度多小于10m，但推测其厚度大于400m。通常第四系底部卵砾石层与之直接接触的地区，岩溶比较发育。单位涌水量为0.7991.794L/sm，渗透系数3.40510.385m/d，水质类型为HCO3-CaMg型。水温19.5。本层含水性强，对供水是一良好层位，但对矿井深部的安全开采威胁很大。1.3.2.隔水层及其特征本区弱及极弱透水性地层或密集为层系或独立成层。撇开构造因素，仅就岩性区分，自上而下有:1) 2194工作面扩面期间发生突水，最大水量为0.70m3/min。为治理水患，在新老切眼附近2194下运同倾前下方掘进了泄水巷，在2116切眼掘进过程中对该段泄水巷进行了探放，目前放水量0.60m3/min，与2194工作面老塘动水相当，但由于2194泄水巷上口标高（-341.1）比2194下运最低点（-346.2）高，故此存在积水空间，积水量为1280 m3。2196采空区经2118工作面回采冒落仍存在积水区域，但由于该积水范围与2116下运间距大于20米，不会对2116回采造成大的威胁，但2196部分动水会随2116回采冒落进入本工作面。 2)煤5-煤12-2层间沉凝灰岩，各类泥岩，高岭土质砂岩沉凝灰岩和高岭土质砂岩分布在煤8、煤9近旁以及煤12-1-煤12-2之间，遇水膨胀、裂隙弥合，是极弱透水层。层厚由228m不等。各类泥岩层薄，主要是赋存在煤8以上与煤12-2近旁，构成煤层直接顶底板。上述类别岩石连同煤层本身，组成了水源不足的层间承压水顶底板。而这种含、隔水层密集相间的层系结构，又形成了垂向迳流纤弱的整体阻水效应。因此，煤5以上和煤12-2以下能以水源为背景，分为缺乏垂向联系的两大含水层组。3)G层铝土质粘土岩位于煤系地层基底，是稳定的区域隔水层，其厚度随奥灰剥蚀面的起伏而变化，一般不足10m。本层是防护奥灰水进入煤系的第一道屏障;第二道屏障便是复结构的煤14及其泥岩和粉砂岩互层。1.3.3 矿井的充水水源与充水通道在整个东欢坨矿区内无河流，第四系松散冲积层中第三隔水层厚达1025m，即使是采空塌陷，也不至于使粘土层断开，阻隔了大气降水和潜水的向下补给，因此大气降水、潜水和地表水对矿井涌水量基本无影响。因此，东欢坨矿井的充水水源为地下水和老空水。地表水水源从目前东欢坨矿的开采区域来看，直接充水水源是A0-A、A-煤5顶、煤12-煤14含水层组，间接水源是第四系底部卵砾石砂岩裂隙承压含水层和奥陶系石灰岩岩溶承压含水层。对于老空水，本矿虽然建井时间不长，但仍有老空水问题，如2081、2083及2085等工作面，均进行过探放，证明存在老空水。从矿区实际情况来看，矿井的充水通道主要是断层带导水和采动裂隙带导水。本井田内构造发育，建井期间，共揭露断层102条，地面勘探钻孔控制40条北一采区三维地震勘探线给出断层5条，这些断层的透水性和含水性影响着断层带的导水性。另外在巷道掘进和工作面回采时，不可避免的会改变原有围岩的性质，在围岩周围产生新的裂隙，包括回采顶板冒落产生的裂隙及底板破坏产生的裂隙3，这些裂隙通道有可能导通含水层形成突水。1.3.4 矿井涌水量矿井涌水量是评价富水性的一个重要指标，同时也设计矿井排水量的重要参考依据4。东欢坨矿井田所在的车轴山向斜，为一个独立的水文地质单元。第四系底部卵砾石含水层超露于所有基岩含水层之上，构成稳定丰富的补给水源。根据建井期间矿井涌水量变化来看，在建井初期，随着巷道开拓工程不断揭露各含水层，矿井涌水量逐年增加，在1995年3月20日达到最大62.84m3/min。之后由于矿井含水层本身的自然衰减及本矿注浆堵水工作的开展，涌水量有下降的趋势。但在北翼采区含水层的水位仍然较高，因此在北翼掘进和开采时水量会增加。在开采深部煤层时由于底部含水层间距减小，也有突水可能。2. 可采储量及其服务年限2.1 井田境界本区为一盆形向斜，向斜内占90%面积的煤层埋藏在-800米以浅，仅轴心的狭小部位最下部可采煤层煤14的埋藏深度达到-1046米，故各可采煤层风氧化带以下全部计算储量。图2.1 井田赋存状况示意图2.1.1 储量计算的煤层有煤5、6、7、8-1、8-2、9、10、11、12、14共十层，其中煤6、煤8-2、煤10等仅局部可采。另其它各煤层如煤4、煤12下、煤15、煤17、煤18、煤20等，虽然偶有可采点出现，但不能连成面积，因此未参予储量计算。2.1.2 储量计算的范围和边界本区为一盆形向斜，向斜内占90%面积的煤层埋藏在-800米以浅，仅轴心的狭小部位最下部可采煤层煤14的埋藏深度达到-1046米，故各可采煤层风氧化带以下全部计算储量。2.1.3煤的技术条件1）煤层的最低可采厚度为0.60米（岩浆岩沿煤层侵入之钻孔，烟煤、无烟煤和天然焦合并计算其厚度）。2）灰分：最高绝对干燥原煤灰分含量不超过40%。3）储量厚度：均系煤层真厚度。对结构复杂的煤层，当夹矸厚度小于0.60米，而煤分层厚度大于或等于夹矸厚度者，则上下分煤层合并计算厚度。4）风化氧化带界限：煤层露头以下垂深30米为风化氧化带界限。5）冲积层煤柱：冲积层下至垂深80米，除去风氧化带作为冲积层煤柱。6）断层（1）、正断层：断距小于20米者，不留煤柱。断距大于或等于20米者，断层两侧各30米作为断层煤柱，单独计算其储量。（2）、逆断层：对重复部分不重复计算储量。2.1.4 储量计算成果全区共收得A+B+C1+C2级储量408909.7千吨，其中A+B+C1级储量388036.7千吨，A+B级储量180432.9千吨，占A+B+C1级储量46.5%，其中第一水平A+B+C1+C2级储量95565.7千吨，A+B+C1级91870.3千吨，A+B级52790.9千吨，占A+B+C1级的57.5%3 矿井开拓与准备3.1 矿井主要巷道及其系统3.1.1井筒各井筒具体参数如下：井筒项目1号井(主提)2号井(副提)3号井(风井)井筒直径（m）6.58.07.0井口标高（m）+19.2+19.0+21.148井底标高（m）-510.33/-479.15-722.165-235.952提升装备4.5多绳摩擦轮提升机HSSU32/80102套4绳提升机JK2-3/20提升容器25t箕斗双层4车1.5t双罐，双层4车宽罐、平衡锤单层1t双车提煤能力（万吨/年）368提升物料、人员提升物料、人员核实能力（万吨/年）3683.1.2井田开拓和采区划分矿井采用立井多水平分区域前进式开拓方式，矿井生产初期为中央分列式通风方式，后期与新风井形成对角式通风方式。全井田共分五个水平：回风水平为-230m，生产水平依次为-500m、-690m、-950m和-1200m。采区划分多以断层为界，-500m以上分五个：即中央上段采区、北一、北二、北三、北四采区；-690m以上分四个：即中央下段采区、南一、南二、南三；-950m以上分五个：即北五、南四、南五、南六、；-1200m以上分三个：即南七、南八、南九采区。现有大巷、主要石门及采区上山参数如下表：巷道名称规格支护方式长度所处层位-500水平轨道中石门5.44.0锚喷1230-500水平石门胶带机巷4.83.2锚喷580-500水平主井上仓皮带巷4.23.0锚喷525-500水平北一轨道大巷4.83.35架棚1220煤12-1-500水平北二轨道大巷4.83.35架棚1000煤12-1-230水平北一回风大巷4.23.0架棚670煤12-1-230水平北二回风大巷4.23.0架棚838煤12-1-230水平南翼回风大巷4.83.1架棚810煤12-1南翼回风斜巷4.83.1架棚350煤12-1-300水平南翼回风大巷4.83.1架棚655煤12-1中央采区煤12-1运输上山4.23.0架棚1020煤12-1中央采区煤12-1轨道上山上段4.23.0架棚620煤12-1中央采区煤12-1轨道上山下段4.23.0架棚475煤12-1中央采区煤11回风上山4.02.8网架855煤11北一采区煤12-1运输上山4.23.0架棚691煤12-1北一采区煤12-1轨道上山4.23.0架棚721煤12-1北一采区煤12-1回风上山4.23.0网架670煤12-1北二采区煤11上山4.23.0网架850煤113.1.3井田分区本井田所在的狭长而不对称的车轴山向斜是一个隐覆的含煤构造，西北翼陡（倾角6580），东南翼缓（倾角1225），向斜轴走向N60E。本井田共划分为四个区域。区：北部至向斜轴，南部至第17勘探线及F36断层。其走向长58km，倾斜长0.42.2km，倾角20左右。该区域呈简单的单斜构造，区内共发现断层24条，其中落差大于15m的15条。北二采区三维地震勘探认为F2、F3、F4、F5断层与奥灰顶界面相连。区：北部至第17勘探线及F36断层，南部至F35断层。其走向长24km，倾斜长2.0km，本区域断层发育，落差大，属构造复杂块段，该区域共发现17条断层，落差大于15m的13条，其中F35为167m。区：北部至F35断层，南部至第24勘探线。此区域距主副井8km，煤层露头标高-600m，该区共有5个钻孔控制，勘探程度相对较低。此区域5690.2万吨的工业储量已列为暂不能利用储量。区：西北部为急倾斜翼（-800m以上部分储量已划给地方）。3.1.4排水系统矿井有-230水平泵房、-500水平泵房和-690水平转-500水平的排水站。-230水平泵房内配置10D606型水泵3台，MD155-30/8410水泵1台，电机总功率2260KW。风井井筒内设有两条37712排水管路直通地面。-230水平水仓容积3080m3。-500水平井底车场设有中央水泵房，内置MD450-6010型水泵14台，井底水仓水量经主井敷设的4条426管路直排地面。-500水平水仓容积为13628m3。在-690水平（目前正在施工）设有临时泵房，安置MD420-939两台，-690水平井底水仓水量经副井敷设的3条426管路直排地面。3.1.5主要采掘开设备情况ZY3600-20/45大采高支架24组和ZY2800-10/23薄煤层支架245组，采煤机有MG-375电牵引采煤机1台和MG150/500-WD电牵引采煤机3台；有掘进机10台，EBZ-90型8台和EBZ-150型2台。回采工作面使用的运输机SGZ-730/264四部；开拓使用的侧卸装岩机EC-3三台，液压钻车二台；掘进使用的锚杆机MYT-100有20台，移动风泵3台。2、提升物料：罐笼到位打定钟打开罐门子放下摇台打开后阻进车侧放车关闭后阻打开前阻推车机装罐；出车侧放车退回推车机关闭前阻关闭罐门子抬起摇台确认无误后走罐。3.2副井提升装载规定表3-1副井提升装载规定3.2.1提升管理规定1）提升人员时，应遵守下列规定：（1）严格控制乘罐人数。大罐每层不超50人，小罐每层不超33人。（2）所有乘罐人员必须按顺序在栏杆外排队候罐，并按指定路线上、下，任何人严禁上顶罐。（3）罐笼到位，打定钟停稳后，必须由把勾工撩帘子，下完人后才准上人，任何人不得私自撩帘子抢上、抢下罐。（4）升降人员时，进车侧的挡车器必须闭合，距井口5m范围内不准存车。一切车辆停止往井口方向运动。（5）严禁人员与矸石、物料车同乘一层罐笼；但另一层可以乘人，应先装车后上人，但必须按升降人员发送信号。罐笼到位停稳后，先下人后装（卸）车。（6）开车信号未发之前，把勾工必须检查乘罐人的肢体和携带工具有无突出罐外部分，如有上述情况，必须矫正后，才准发出走罐信号。（7）乘罐人员所携带的工具、材料影响他人安全时，需安排妥当，放在罐内或乘专罐上下。（8）乘罐人员不得和有爆炸性、易燃性或腐蚀性的物品同罐提升。2)升降物料应遵守下列规定：（1）下物料前，把钩工要认真检查平车、叉子车所装的材料车、机件车以及车碰头、罐道轮等情况，发现料车、机件车捆绑不牢以及车碰头、罐道轮有问题时，必须先处理好后再装车。（2）下物料时，先装（卸）底层，后装（卸）上层，并严格执行配重规定：提矸石、物料时，小罐提升罐双层四车，单层两车；配重罐双层四车，单层两车；大罐双层四车，单层两车。所装车数和重量均不得超过规定。（3）绞运铁活杂物时，车轮必须打好小挡或用木楔打好眼，并做推拉试验，确无松动方可发出走罐信号。（4）罐笼运行到井口打定钟后，才许可打开安全门，以防矿车坠入井筒内。（5）绞运的氧气瓶、乙炔瓶要有防护胶圈和保护瓶帽、倒放，并分开绞运，不得混装。（6）使用平板车和特殊型专用车提升物料时，不准超重、超长、超高。装车质量合格稳固，不偏载且捆绑牢固。3.2 大巷运输大巷运输是井运区另一项重要工作之一，主要是根据各个区科或生产需要将人员、物料从井口或井底车场运往各个采区车场、生产所需地点或其它地点，或者是将矸石、设备从各个采区车场或其他地点运输到井底车场以便提升上井，为全矿生产提供服务。-500大巷运输运行路线3.2.1人车运行：（1）人车运行由201车场发车，途径中石门车场、7号岔车场、北一车场、终点站为北二车场。运行路线全长3600m，采用PRC18-9.3型平巷人车。（2）每班安排两趟人车，牵引车辆不多于7个人车、一个工具车，列车总长度不大于40米，确保在七号岔车场、北一会车的安全。（3）两趟人车运行期间，各单位不许在-500北大巷干各种工作，不许在双道存放各种车辆影响人车的运行。（4）终点调换车头方向利用车场弯道进行，即在全部人员下车后，将人车前后打好十字闸防止自滑，然后将车头摘除，车头经弯道绕到另一侧牵引。3.2.2件车、物料车、空车运行：（1）由2号井、调度站向南大巷、北一方向运送物件车、物料车、空车及拉人车在调度站至中石门道嘴段走空车线。（2）由南大巷、北一向翻笼、2号井方向运送物件车、物料车、矸石车及拉人车在中石门道嘴至2号井段走重车线。3.2.3大巷运输信号规定（1）固定灯信号：红灯停车；绿灯行车。（2）笛声信号：一声停车；二声前进；三声后退。（3）特殊情况使用的矿灯信号：上下晃动停车；左右前进；划圈后退。3.2.4-500大巷运输列车组成的规定1）-500大巷运送人员的规定：编组列车辆数根据生产需要决定，8t蓄电池电机车牵引最大能力每列车人车数量不超过10辆。其中一辆为1.5t矿车改造的工具车，工具车放在列车前面或后面，严禁放在列车的中部，行车速度不大于2.0米/秒2）-500大巷运送物料、矸石的规定：见表3-23.2.5关于混合矿车编组规定：1）电机车与矿车、矿车与矿车连接使用三环链和销子，材质、强度要由专门机构进行鉴定合格方可使用。2）3吨和1.5吨矸石车混合拉运3吨矸石车不超过5辆时，3吨和1.5吨矸石车总数不能超过20辆，3吨矸石车超过5辆不超过10辆时，3吨和1.5吨矸石车总数不能超过18辆。3）从井下各车场拉出来的3吨和1.5吨矿车由重车线拉到三川调度站的渡线处，在此渡线处进行分车，车辆分完后3吨矿车进入空车线，1.5吨矿车进入重车线，3吨矿车由准备好的电机车顶入三川进入翻笼，电机车与1.5吨矿车连接好，继续向前拉运到2号井下井口进车侧等待装罐。4）3吨和1.5吨矸石车分车时其他电机车、列车严禁通过调度站处渡线，调度站调度员负责其他电机车的调度工作，待分车完毕后，再通过调度站处渡线。按道岔分开两条线路的相对位置来分，有单开道岔、对称道岔、渡线道岔等。按道岔转辙机械操作形式分，有手动道岔、弹簧道岔、电动道岔等。煤矿窄轨道岔型号由两个大写汉语拼音字母及5组阿拉伯数字、两条短斜线和一个汉字组成，其表示方法为：拼音字母第一组数字第二组数字/第三组数字/第四组数字第五组数字汉字第一、二个大写汉语拼音字母是道岔型式代号：DK单开道岔；DC对称道岔；DX渡线道岔；JD交叉渡线道岔；DZ对称组合道岔；JC菱形交叉道岔；TX四轨套线道岔。第一组数字表示轨距：6600mm轨距，9900mm轨距。第二组数字表示钢轨型号：1818kg/m钢轨；2424kg/m钢轨；3030kg/m钢轨；3838kg/m;3443kg/m。第三组数字表示道岔号数：2辙叉角28o0420；3辙叉角18o5530;4辙叉角14o15;5辙叉角11o2516;6辙叉角9o3138第四组数字表示道岔的曲率半径：12曲率半径为12m；20曲率半径为20m第五组数字表示两条线路的中心距：16两条线路的中心距为16dm。末位汉字表示道岔方向：“左”表示左向，右向不注。（2）煤矿窄轨铁道常用钢轨类型煤矿窄轨铁道常用钢轨类型有很多，现在我主要介绍欢矿的轨型。欢矿常用钢轨类型及断面主要尺寸如下表3-3：（3）辙叉号3.2.6轨距轨距是指轨道上两根钢轨轨顶内侧与轨道中心线相垂直的距离。我矿窄轨铁路轨距有900、600mm两种。窄轨铁路轨距测量点是在钢轨内侧距轨顶13mm处。煤矿窄轨铁路质量标准对各种轨距的允许偏差值作了限制性的规定：主要运输线路直线段+5mm、-2mm，曲线段则根据曲率半径规定轨距加宽后+5mm、-2mm；一般运输线路直线段+6mm、-2mm，曲线段加宽后+6mm、-2mm。3.2.7轨道维修轨道维修主要有：调道、过道、打灰、换道岔、换轨道、修扳道器、加护道等。调道：轨道左右两根钢轨不相平或单根倾斜，可垫底或挖底以调平，谓之调道。过道：运送大件或其他设备材料时发生“刮帮”现象，此时就需要过道，就是把这段轨道整体向刮帮一侧相反方向移动，一般使轨道与两帮的距离不小于700mm。打灰：轨道铺设好后，需在其上打上一层混凝土，务必严实平整，此谓打灰。加护道：在弯道处，为了防止和减少落道而在轨道内侧分别加上一根平行的轨道。3.3矿井基本巷道3.3.1井筒根据开滦其他矿井形式来看，一般采用圆形断面，因此主副井、风井在这里也采用圆形，这样便于管理和维护。1）主井如图4-5，主井井筒断面形状为圆形，净直径为5m，净断面积为19.625，掘进断面28.16，井深400m。井筒井壁为混凝土砌碹井壁，厚450mm，充填混凝土厚50mm。主井采用两对9t多绳箕斗提煤。2）副井如图表1，副井井筒断面形状为圆形，净直径为6.5m，净断面积为33.18m2，掘进断面46.54m2，井深406m。井筒井壁为混凝土砌碹井壁，厚550mm，充填混凝土厚50mm。副井布置一辆3t固定箱式矿车双层两车罐笼。副井设梯子间。3）风井如图4-7为圆形断面，净直径为4.5m，净断面积为15.90，掘进断面19.63m2，风井井深251m。风井井筒井壁均为混凝土砌碹井壁，厚450mm，充填混凝土厚50mm。风井设梯子间。风速验算如下表。表3-1井筒风速验算表井筒名称风量(m3/min)井筒断面（m2）实际风速(m/s)允许风速(m/s)验算结果最低最高副井井筒4810.8033.182.428符合规定风井井筒4810.8015.905.0415符合规定（注：新鲜风流主要从副井进入井下，主井不作为进回风井，故其风速不需验算；）通过验算，风速符合规程的规定，所选用井筒断面满足设计要求。3.3.2井底车场1）井底车场的型式和布置形式井底车场采用副井卧式环行车场。2）验算主、副井空重车线长度(1)主井空重车线长度验算由于井下煤炭采用胶带输送机运输，所以，主井的空重车线不需验算。(2)副井空重车线长度验算设计辅助运输采用3t固定箱式矿车MG3.39B，其外形尺寸为：345013001300（mm）（长宽高）。参考煤矿现场生产经验，一列车一般为10辆矿车，则一列车长度为34.5m。而副井重车线长度为150m，空车线长度为200m，均大于1列车的长度，符合煤炭工业矿井设计规范的规定。图3-1井底车场示意图3.3.3调车方式设计采用顶推调车方式：电机车牵引重列车驶入车场调车线，电机车摘钩，驶过道岔，经错车线，过道岔绕至列车尾部，将列车顶入副井重车线。然后，电机车经过道岔进入副井空车线，牵引列车驶向石门、运输大巷。3.2.4各种峒室的布置1）主排水泵房及水仓主排水泵房布置5台水泵，2台使用，2台备用，一台检修。矿井正常涌水量为420m3/h，最大涌水量为600m3/h。水仓容量按容纳8h矿井正常涌水量考虑，总容量为4800m3/h。2)主变电所主变电所与主排水泵房联合布置，经通道与井底车场相通。3)井底煤仓矿井一水平开采，井底煤仓设计确定采用圆形立仓，直径6m，容量500t。4)箕斗装载硐室箕斗装载硐室采用全上提式布置。5)主井井底清理撒煤硐室根据箕斗硐室的布置形式，主井井底清理撒煤硐室布置在副井井底车场水平，通过撒煤清理斜巷与辅助运输大巷联系，撒煤经装载斗车翻笼胶带大巷煤流系统。6)爆破材料库矿井主要巷道布置在岩层中，爆破材料用量较大，因此设计确定井下爆破材料库容量为1500kg。7)其他硐室井底车场内还布置有等候室、水仓清理绞车硐室、消防材料库及蓄电池机车检修硐室等。副井井底车场担负全矿辅助运输任务，运量较小，所运输的主要设备不可拆件重量大，为此确定井底车场铺轨采用33Kg/m轨型，钢筋混凝土轨枕。3.4主要开拓巷道3.4.1布置层位辅助运输大巷、胶带输送机石门基本上沿岩层布置，胶带输送机大巷沿煤层布置，局部为煤岩或半煤岩巷道，巷道坡度随煤层而起伏，一般为05左右。3.4.2巷道断面及支护形式本设计中的主要开拓巷道有运输大巷、轨道大巷、运输石门、回风巷等。主要设备硐室采用现浇混凝土支护，掘进宽度为6000mm，高度为3600mm，掘进断面积为21.60m2。3.4.3各段巷道风速验算各段巷道的通风验算结果见下表。进断面积为21.60m2。3.4.4各段巷道风速验算各段巷道的通风验算结果见下表。表3-2井巷风速验算表巷道名称风量(m3/min)巷道断面（m2）实际风速(m/s)允许风速(m/s)验算结果最低最高井底车场4810.814.34.968符合规定轨道大巷14.34.968符合规定运输大巷12.345.740.256符合规定回风大巷15.674.528符合规定（注：表中风量为通风容易及通风困难两个时期通过各段巷道的最大风量。）通过验算，风速符合规程的规定，所选用巷道断面满足设计要求。3.5巷道掘进及支护工艺3.5.1掘进方式各种开拓巷道均为岩石巷道，其掘进方式为钻爆法，支护形式为锚喷支护。3.5.2支护工艺井底车场石门采用砌碹和冒喷联合支护，巷道断面形状为半圆拱形，宽为6.5米，高4.8米，主要运输大巷或上山、回风巷等都采用拱形棚梁，断面积为10.4平方米，局部顶板不好铺设金属网打锚杆。图3-2皮带运输大巷断面图图3-3轨道上山断面图图3-4总回风巷断面图3.6采区准备巷道布置及生产系统3.6.1煤柱设计本设计采区的走向长度为2400多米，防水煤柱为65米，其他地方为80米，阶段斜长为225米，阶段煤柱为8米，数目为23个。3.6.2上山设计本采区采用3条上山，分别布置在煤12中，分别为轨道上山，运输上山和通风上山，在3条上山中可采用平巷联络，各区段平巷均按等高线，沿煤层走向布置。3.6.3开采顺序根据林南仓矿以往回采情况来看，采用上行开采对上层顶板破坏影响不大，故先采煤12，再采煤11；在煤12中布置2个回采工作面，其他采区为衔接，可布置其他开拓工程。工作面采用由上往下回采，即先采1121工作面，再采1124工作面，以此依次回采。3.6.4线路（一）通风线路：新鲜风流由副井经石门，到轨道上山，经每一个工作面的下运，切眼，再到上风进入皮带运输上山，到回风大巷，由风井排出地面。（二）运输系统：从工作面采出的煤由工作面上刮板输送机输出到下运的转载机，到下运皮带，再经皮带下山到石门，由石门中的皮带运入煤仓，由主井箕斗提到地面。物料由副井经石门到轨道上山，由各工作面区段回风平巷进入工作面。3.6.5采区内掘进方法对各工作面的区段巷道采用掘进机，巷道支护利用10.4平方的拱形支架，巷顶铺设小木板，局部破损地方辅助铺设金属网；对一些大巷、联络巷或上山由于坡度大，采用放炮掘进，各局部地点采用局部通风机，把新鲜风流引入迎头。生产能力由本采区各回采工作面出煤量+各掘进头出煤量+开拓出煤量+各硐室出煤量。图3-5区段回风巷断面图3.6.6采区车场选型设计采区上部车场采用平车场，矿车由轨道上山进入上部平石门段，再有平石门缓慢进入上风道；采区中部车场采用甩入平巷式，因为本采区轨道上山布置在煤层内，因此采用平巷式，这样掘进速度快，效益高，但维护成本较大，上部煤11可采用甩入石门式；采区下部车场采用立式，由石门来的矿车直接进入上山，但对大巷矿车进入石门有一定影响，降低效率。图3.6采区下部车场图图3.7采区中部车场图图3.8采区上部车场4. 采煤方法和回采工艺4.1 采煤工艺方式4.1.1 采煤方法由于本采区煤12煤层厚度平均约5米，煤层结构单一，较稳定，构造较少，充分考虑采用综合放顶煤方式，以后煤11采用综采，煤11厚度约3.5米，结构单一，地质条件也简单。简要如下根据我矿煤层赋存条件及现有机械化程度，结合以往经验，其中以煤12综放较为普遍，煤11以综采较多，且安全系数较高。由于煤12为5米左右，局部大于5米，为特厚煤层，而特厚大多采用综放，大采高不易于管理，顶板也不易管理，故采用综放，煤11采用综采。井田采区划分主要以地质构造，人为为辅助，故1121工作面长度为208米，推进方向为后退式，采用往返进两刀，放顶煤。工作面采用MGX-350型双滚筒采煤机沿底开采，每刀进度0.6米，采煤机自开缺口斜切入刀，往返一次进两刀。机组割底煤，支架尾梁摆动、插板伸缩放顶煤。工作面采用机组滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤，采用双运输机运煤。两刀放煤一次，前后溜为SGD-630/220和SGD-630/180型可弯曲刮板运输机。4.1.2回采工艺过程割煤移架推前溜拉后溜割煤移架推前溜放顶煤拉后溜1）割煤：工作面采用MGX-350型双滚筒采煤机割煤、落煤，滚筒直径1.6m，截深0.6米，采煤机自开缺口斜切入刀，往返一次进两刀。采高2.02.2米，最大割煤速度6m/min，通过机组滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤。2）移架：支架伸缩梁保持伸出状态，机组割煤过后，按拉线移架，移架滞后机组610m，移架步距600mm。端面距不大于300mm，顶板破碎处或片帮严重时紧跟机组移架。排头支架及时前移，前溜推到位后及时将排头支架移到位。3）推前溜：采面支架移过后顺序移溜。移溜工作滞后机组1620米进行，逐渐将溜子顶向煤壁，支架工要协调一致，移溜后保证溜子平直顺，停溜时严禁推溜，防止塞死溜子。移溜步距不得少于600mm，要经常保证溜子平直，移机头、机尾时，每次推移步距保证600mm，防止溜子脱节。4）放顶煤：机组割两刀，放顶煤一次。放顶煤时支架收回插板，尾梁摆向煤壁放煤。根据工作面具体情况采用依次顺序多轮放煤，机头三组支架不放煤，保持机尾三组不放煤。放煤时先从第四架开始依次放，每架放1/2左右，放完第一轮后，返回再放第二轮，每架放1/2左右；放煤含矸量达到25%停止。也可采取双人配合放煤，即一人放第一轮，另一人滞后他5组以上放第二轮。也可视情况采用3轮放煤，每轮放1/3。5）拉后溜：拉后溜必须单向进行，严禁从两头向中间拉，且滞后放煤1015米，坚持在本架内操作并保证弯曲段不小于10米。后溜要拉到位，防止移架后后溜子甩到老塘或架子尾梁插入溜槽内。4.1.3支护方式1）工作面支护：工作面选用116组ZFQ2400-16/24液压支架进行支护，局部顶板不好处上顶铺单层金属网。采高2.2米，正常情况进行及时支护，片帮严重、顶板破碎时采用超前移架支护。2）工作面回风巷超前支护布置形式回风巷超前支护布置形式为采用铰接梁及十字梁下打单体柱，排距0.6米，超前煤壁57米。以外至20米范围在拱型支架下加打点柱。点柱为DZ25-25/100和DZ28-28/100型液压单体柱。生产班组随循环推进，将排头支架前回掉的单体柱向前打，保持超前20m支护距离。3）工作面进风巷超前支护布置形式进风巷超前57米支护采用1.2米铰接梁配合十字铰接梁下打单体柱支护布置形式，排距700mm。以外至20米范围在拱型支架下加打点柱。点柱为DZ25-25/100和DZ28-28/100型液压单体柱。打柱范围从工作面煤壁算起，保证每班超前支护距离不小于20m，其中行人侧，距离转载机300mm左右（破碎机大轮及转载机电机减速器包括在内）；非行人侧单体柱打于转载机非行人侧，距离转载机300mm左右。生产班组随循环推进，将工作面侧单体柱提前一循环回收，保护煤柱侧单体柱回收到最后一架切顶线齐，巷内单体柱移机尾前回掉，不准提前回收，回收的单体柱继续向前打，使20m内始终保持超前支护。4.1.4金属网的铺设工作面铺单层金属经纬网，顶板破碎时铺双层网，网规格10米1.2米，联网采用16号铅丝做扣。联网采用搭接形式，网搭茬沿倾向搭接400mm，走向搭接200mm，网扣呈三角形布置，扣距不大于200mm，网扣为单丝双股三扣以上。要求工作面上下端头往外留网5001000mm，班中班末最少剩网量不少于1000mm。如采面顶板煤壁条件较好时可根据技术人员的要求网对接布置，扣距100mm；也可以取消铺设金属网工序，但必须编制专门的安全技术措施。4.1.5工作面控顶距及放煤步距依据支架和采煤机的特征参数，工作面最大控顶距3.79m，最小控顶距3.19米。两刀放煤一次，放煤步距为1.2m，放顶步距要掌握好，严防切顶线前移。4.2回采巷道布置根据采用的采煤工艺方式，巷道均采用上下分别布置区段回风巷和区段运输巷，煤柱尺寸为8米。回采巷道都采用10.4平方米的拱形棚子，方向基本沿煤层走向布置，坡度一般不超过14度（掘进机下扎最大角度）。回采巷道都采用棚子支护，仅有上下出口超前支护有所改变，见前面所述。4.3循环图表及主要技术经济指标图4-1正规循环作业图表表4-1工作面内主要机电设备表5. 矿井通风及安全技术5.1矿井通风系统选择矿井通风系统的选择总的原则应贯彻“安全第一，预防为主”的方针，并有利于加快矿井的建设速度，技术经济合理，同时必须遵守煤矿安全规程中有关规定。选择通风系统主要考虑矿井开采技术条件和开拓开采条件、同时考虑尽可能地减少井巷工程量和通风经营费，设备运输及维修费等经济因素，另外，还要根据上述因素考虑是否要灌浆、煤层注水以及抽放瓦斯等。林南仓井田走向约7Km；倾向约3.5Km。主采煤层12号煤层、11号煤层总平均厚度为5m，储量丰富、煤层倾角平均20度；地质条件较简单、具备实现高产高效的条件。矿井初步设计年生产能力120万t。预计矿井绝对瓦斯涌出量为1.67m3/min，二氧化碳绝对涌出量为0.501.25m3/min，为低瓦斯矿井。有煤尘爆炸危险性；煤层为不易自燃煤层。主要大巷均沿12煤层掘进，在采区内设准备巷道，主要运输上山、运输上山布置煤层之中。工作面采用倾斜长壁后退式综合机械化放顶煤一次采全高，顶板全部自然垮落采煤方法。序号名 称型 号数量1采煤机MG200/500-AWD1 台2液压支架ZY280010/2370组3采面运输机SGZ730/2641部4转载机SZB730/40T1 部5皮带运输机SSJ1000/2*751部6刮板运输机SZB630/402部6乳化液泵BRW-200/31.52 台7泵箱RX15001 台8移动变电站500KVA6/1.142 台9馈电BKD166302台10负荷开关BKD14006 台表4.2劳动组织图表序号名称六点两点十点1机组司机3322支架工5533出口工664液泵司机1115看溜工、皮带556机电维护228点柱1119替换超前工6610巷修工1411运料工1512机电检修1513看配电室22214水泵看守工66615做泵窝、清煤泥44216班长33+23+217井上库房5+118合计50605219区直1420总计14（50+60+52）/5*7/0.9266表4.3主要经济技术指标序号项 目