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生产实习报告重庆大学资环学院生产实习报告班 级：采矿进修班实习学生：王璟实习日期：2007年6-8月目 录第一章 矿井地质.2一、交通与地理位置.2二、地形与气候条件.2三、煤系地层及可采煤层.3四、井田范围及勘探程度.4五、地质构造.8六、水文地质及瓦斯地质.9第二章 生产技术.9一、矿井储量、生产能力、服务年限.9二、矿井开拓.9（一）开拓方式.9（二）阶段水平垂高.10（三）水平划分.10（四）采区划分及采区要素.10（五）采区生产能力.10（六）保安煤柱的留设.11（七）井底车场形式.11（八）采区巷道布置及生产系统.11（九）采煤工艺及循环作业组织.11（十）K9工作面回采工艺.20（十一）劳动组织及正规循环作业及主要技术经济指标表.22（十二）-115m水平C14-16K9ML掘进施工工艺.24（十三）C14-16K9ML掘进劳动组织与主要技术经济指标.28（十四）采区巷道断面、采出率及采掘位置关系.31（十五）三量管理.31（十六）经济管理.31第三章 通风与安全31一、矿井瓦斯等级.31二、煤尘爆炸性.31三、煤层自燃倾向性.32四、矿井通风.32第四章 机电运输34一、提升运输系统.34二、排水系统.35三、供电系统.36四、压风系统.37 总结.38第一章 矿井地质一、交通及地理位置 磨心坡煤矿位于重庆天府矿业有限责任公司南端，重庆市以北42Km处，行政区划属重庆市北碚区东阳街道管辖，矿井南邻嘉陵江，北接刘家沟煤业有限责任公司，东依天府镇，西靠东阳街道。矿区走向长7Km，平均宽0.6Km.勘探面积4.62Km2.储量计算面积5.1 Km地理坐标1092900，北纬295300。矿区交通发达，襄渝铁路，仪北公路由南向北贯通矿区，矿井生产原煤经磨心坡洗煤厂洗选后，一是经皮带走廊上襄渝铁路运达各用户，二是经天府矿业公司自建轨距762mm铁路运至嘉陵江边装船，顺嘉凌江长江供应沿江两岸用户。附图1-1：矿区交通位置图二、地形与气候条件区内地形总体上北东高，南西低，为中低山斜坡地貌。沟谷发育，沟谷形态以“V”型为主，为单斜山地形，纵向方向东高西低，沟底纵坡坡度较大，一般为20 30度。区内横向沟谷、小溪较发育，切割较深，利于岩溶地貌的形成及发育。矿区气候属亚热带气候，夏季炎热多雨，冬季寒冷干燥，年平均最高气温36.6，极端最高气温42 ，平均最低气温5.7，极端最低气温-2 。年降雨量平均达1000mm以上，月累计最大降雨量436.3mm，月累计最大蒸发量236.7mm。最大风速2.0m/s，风向西南西。雾日集中在10月至次年的2月，年最多雾日达173天。三、煤系地层及可采煤层矿区煤系地层为二叠系上统龙潭组，为海陆交互相含煤建造。古地理环境为滨海湖泊沼泽化平原，岩性主要为石灰岩、硅质石灰岩、泥岩、粘土岩、砂岩、炭质泥岩和煤层。假整合于茅口灰岩之上。地层总厚约142m，含煤10层，煤层编号依次为K1、K2 、K3、K4 、K5、K6 、K7、K8 、K9、K10。K1、K3煤层为沉积不稳定极薄煤层，不可采；K7煤层含硫量高，无经济开采价值。可采和局部煤层有 K2、K4、K5、K6、K8、K9共六层煤，其中K2煤层为中厚煤层，全区可采；K4、K5、K8煤层为沉积不稳定局部可采薄煤层，K6、K9煤层为沉积稳定全区稳定可采薄煤层。可采和局部煤层平均厚度依次为：4.35m、 0.60m、0.45m、0.74m、0.70m、0.60m。K2煤层底板至茅口灰岩顶界间距612m，平均8m；K2底板至K1煤层顶板间距1.176.11m，平均3.93m；K3底板至K2煤层顶板间距18.2227.06m，平均24.14m；K4底板至K3煤层顶板间距0.322.56m，平均1.73m；K5底板至K4煤层顶板间距22.3134.48m，平均29.55m；K6底板至K5煤层顶板间距3.477.79m，平均5.15m；K7底板至K6煤层顶板间距2.85.35m，平均2.95m；K8底板至K7煤层顶板间距2.767.08m，平均5.97m；K9底板至K8煤层顶板间距3.637.50m，平均4.79m；K10底板至K9煤层顶板间距1.372.41m，平均2.11m。可采煤层总厚度约7.44米，可采含煤系数5.2%。可采煤层煤质牌号为焦煤。附图1-2：煤系地层综合柱状图四、井田范围及勘探程度（一）井田范围矿井于1988年首次办理采矿许可证，有效期为70年。2001年2月由重庆市矿管办换发了采矿许可证，有效期为10年。企业改制更名后，由重庆市国土资源和房屋管理局于2005年10月重新核发了采矿许可证，证号为：5000000520393，有效期为6个月（2005年10月2006年04月）。矿区范围由34个拐点圈定，走向长约7.0km，面积2.6553 km2，开采深度+600 -200m。（二）开探程度磨心坡煤矿矿区范围位于新华夏系川东弧形褶皱带，华蓥山复式背斜南端，天府背斜之西翼。磨心坡井田原为天府煤田南井田，天府煤田地处丘陵山区，已有200多年开采历史，浅部露头多被不正规开采。直至1933年卢作孚等人创建“天府煤矿股份有限公司”，矿区开发才初具规模。19531956年我队（原煤炭部西南煤田地质开探局136队）对原天府煤矿+350m以下进行了精查勘探，1956年提交了天府煤田南北井田西翼精查地质报告，煤炭部1958年7月10日以（58）煤生技字14号文件批准，作为磨心坡煤矿建矿依据。1983年5月又以四川省地勘公司137队进行了深部补勘的钻探工作，1985年3月提出补勘资料，1985年8月矿务局提交了天府矿务局磨心坡煤矿-220m水平延深补充勘探地质报告，重煤公司以重煤生字（86）第359号文件批准此报告作为矿开拓延深设计依据，提交资源量2503.7万吨。五、地质构造磨心坡煤矿矿区范围位于新华夏系川东弧形褶皱带，华蓥山复式背斜南端，天府背斜之西翼。天府背斜呈中常褶皱形态，两翼急倾斜，东翼略陡于西翼，由北向南背斜轴面微向西偏，构造走向：北段为N22E，向南过号勘探线后便缓缓向西偏移，至南段偏至S34W，略呈向南方向凸的弧形。地层倾角为：东翼浅部4560，局部直立、倒转，向深部逐渐增大至6275；西翼浅部3755，向深部逐渐增大至6072。背斜枢纽由北向南逐渐倾覆，至V号勘探线倾覆角增大至22。断层发育是矿区构造的一大特点。东翼及背斜轴部有密集的大型走逆断层，受断层切割，煤岩层延续性遭受严重破坏，开采价值不大。西翼断层稍少，但断层性质变化大，分区密布，将矿井自然分割成三个可采区。北采区和中采区，斜交断层发育，集中分布在号（峰厂）和号（鹰耳岩）勘探线附近；南采区大型走向逆断层发育，集中分布在勘探线以南，断层互相切割，规模巨大，切割纵深，破坏性极强，号勘探线之间为矿井构造复杂区。矿井地质构造类型为-a-a-fg。（一）矿区褶皱矿区范围内大的次级褶皱不发育，根据石门及钻孔资料，在FO3断层附近煤岩层往往被断裂牵引形成紧密的小向斜或小向斜连小背斜，断层上盘常比断层上盘明显，褶曲带的宽度达2080米，这种现象的产生是由于煤系岩层岩性较弱，在构造应力的作用下，易产生塑性变形所致。（二）矿区断裂1、背斜东翼及轴部的西倾走向逆断层主要分布于背斜东翼，少数分布于轴部，主要有F1、F2、F3、F4、F5等断层，断层倾角在4682，规模均甚大，伪总断距多在50m以上，大者达120340m，它们密集排列，南北延伸，纵贯全区，在平面上一些地段可见到断层线互相交切的形态，在剖面上，则可见F1断裂为主干断裂，其余断层均为其分支，呈倒“入”字构造形式。F1：位于轴部，自刘家沟煤业公司向南延伸至矿区范围，至勘探线附近减弱，矿区范围内延伸长6200m，地表表现为P1m、P2l地层缺失，断层产状3017182，伪总断距线以北60150m，以南1030m，对线以南轴部煤层有轻微破坏作用。F2：位于近轴部的东翼部位，纵贯全区，地表表现为P2C、T1f1地层缺失，断层产状3033126375，伪总断距线以北160300m，向南减弱，多为1030m（仅线处异常增大），对线以南地段煤层有较大破坏作用。F3：位于东翼，纵贯全区，地表表现为T1f1复于T1f2或T1f2复于T1f3之上，造成地层缺失，断层产状3033117481，伪总断距120280m，在线间断层切入轴部，于此同时，断距减弱30m左右，对该段轴部附近的煤层有破坏作用，对西翼煤层无破坏作用。F4、F5断层：位于东翼，远离背斜轴部，纵贯全区，地表表现为T1f2复于T1f3或T1f3复于T1f4之上，造成地层缺失，断层产状3033127075，伪总断距100m。2、背斜西翼的西倾走向逆断层此类断层为高角度西倾断层，大多隐伏，少有地表出露，系由生产井巷揭露，断层排列甚密，主要发育在线以南，线以北极为稀疏，自线向南逐渐增多。对煤层有明显破坏作用的断层，自北向南，由西向东有F21、F22、F01、F02、F03 、F04等断层，断层走向延伸数百米至一千米，个别可达2200m（F02），伪总断距一般在15m至45m，属大至中型断层，对开采影响较大。F21、F22断层组：断层产状2953007080，水平断距分别为35m、20m，对矿井-10m水平以下北采区的煤层有明显破坏作用的断层，造成煤层不连续，对开采影响较大。F01、F02、F03 、F04等断层，断层产状3053157085，水平断距多为20m，F03达45m。对矿井-115m水平以上南采区煤层有明显破坏作用的断层，造成煤层不连续，对开采影响较大。-115m水平以下断层对南采区的煤层破坏延伸在矿区范围外，对开采几乎无影响。3、斜交平推断层矿区内有SSE-NNW和NEE-SWW两组斜交平推断层，背斜即轴部均可见，为数不多，规模不大。矿区范围内主要有F26（峰厂斜交断层带）、f01（鹰耳岩斜交断层带）。F26（峰厂斜交断层带）：位于线以南，由7条以上小断层组成断裂和挤压破碎带，走向延伸长度约420m，断层产状3253437278，每条断层的水平断距均大于1m，+230m水平以上对煤层破坏较明显，以下对煤层破坏减弱，断距多在1m，对煤层开采有一定的影响。f01（鹰耳岩斜交断层带）：位于线以北，由45条平行的小断层组成断裂和挤压破碎带，破碎带宽约90m，走向延伸长度约700m，断层产状3253437278，断层的水平断距多在38m，对各水平煤层破坏较明显，对开采有影响大。矿区地质构造较复杂。六、水文地质及瓦斯地质（一）水文地质矿区内含水层主要为三叠系下统嘉陵江组石灰岩（T1j）、飞仙关组第四段石灰岩（T1f4）、二叠系上统长兴组石灰岩（P2C）等为喀斯特强含水层，飞仙关组第二段石灰岩（T1f2）、二叠系下统龙潭组第二段石灰岩（P2l2）、第四段石灰岩（P2l4）等均为弱含水层。二叠系下统茅口组石灰岩（P1m），仅在断层作用下，地表零星出露，为煤系地层底板含水层。各含水层在空间分布上对矿井开拓，开采有直接或间接的水力联系。岩溶裂隙含水层在接受大气降水补给后，沿岩溶、裂隙迳流，经采空区渗入坑道。矿井在开采过程中，十分重视上部老窑水探防工作，开采过程中从未发生水灾事故。矿井水文地质条件中等。（二）瓦斯地质磨矿为煤与瓦斯突出矿井，相对瓦斯涌出量为74.67立方/吨，绝对瓦斯涌出量为40.39立方/吨。K2煤层属强突出煤层，用开采保护层来解决K2煤层的开采问题。石门揭穿突出煤层采用“四位一体”的综合防突措施，矿井有完善的瓦斯抽放系统，长期坚持瓦斯抽放。第二章 生产技术一、矿井储量、生产能力、服务年限矿井原始地质储量4178.6万吨。截止2005年底，-200m水平以上矿井累计动用储量2475.9万吨，损失量501.3万吨，累计注销量7.2万吨，矿井剩余保有储量1609.2万吨，可采储量为1135.3万吨。储量减少86.3万吨，累计探明储量3874.4万吨。矿井原始设计能力45万吨/年，近些年实际生产能力40万吨左右，2005年核定生产能力50万吨，按储量备用系数1.5，剩余服务年限约15年。二、矿井开拓（一）开拓方式矿井开拓方式为平硐十竖井暗斜井综合开拓方式。平硐口标高为222.5m，全长2170m，是矿井运输、行人、通风及排水的主要通道。竖井位于520m标高的芦梯沟，井底止于-10M水平，井筒全长522m，断面积23.8m2，主要承担矿井通风和辅助提升任务。暗斜井分别为主提升箕斗井和30人行斜井。箕斗井主要用于煤层提升，为二级提升，其中-115水平至-l0m水平为第一级提升，全长350m,斜井坡度为35，断面为11.57m2，箕斗容量为3t；-10m至+230m水平为第二级提升，斜坡度为60，全长为185米，断面为9.1m2，箕斗容量为2.5t。30人行斜井用于行人和辅助提升，坡度为30度，断面为15.04m2，全长690米。附图2-1：矿井开拓系统图（二）阶段水平垂高矿井现生产水平为-115m水平，延深水平为-220m水平。阶段水平垂高105米。（三）水平划分法定范围内，矿井自上而下分7个水平开采（+415米、+330米、+230米、+110米、-10米、-115米、-200米），各水平采区分南、中、北三个大采区，其中南北采区分别为南一、南二采区和北一、北二采区。水平服务年限一般810年，水平接替一般58年，因此各水平在正式生产的第四个年头就将准备开拓延深。（四）采区划分及采区要素矿井各水平分三个大采区开拓和开采（南采区、中采区、北采区），每个采区走向长大致2300米，采区开采顺序为：北采区南采区中采区。煤层开采顺序依次为K9K8K6K5K4K2，即先开采上覆煤层，在上覆煤层开采超前下伏煤层80米以上后再开采相邻的下伏煤层。（五）采区生产能力矿井为煤与瓦斯突出矿井，且为煤层群开采，因此，为了安全开采，一般一个采区布置2-3个采煤工作面，采取采区配采及厚薄煤层配采方式布置回采工作面，采区生产能力大致为17-19万吨，矿井年生产能力一般在36-40万吨。（六）各种保安煤柱的留设矿井各采区之间一般留有200-300米的采区隔离煤柱，水平与水平之间留设有水平隔离煤柱，井筒和地面重要建筑设施下均留设有保护煤柱。（七）井底车场形式矿井各水平井底车场形式为折返+环形式车场，年通过能力一般在120万吨左右。井底车场硐室如：调度室、信号室、中央变电所、水泵房等一般布置通风条件良好，巷道宽度较大，对运输没有影响的位置。（八）采区巷道布置及生产系统各水平采用茅口集中运输巷、煤层运输巷、石门、采区进、回风上山，形成采区通风、运输、排水等生产系统。附图2-2：-115m水平南采区巷道布置示意图（九）采煤工艺及循环作业组织矿井薄煤层采用倒台阶及俯伪斜走向分段密集支护采煤法采煤，中厚煤层采用伪斜柔性掩护支架采煤法采煤，风镐落煤，自然陷落法管理顶板。1、薄煤层回采工艺（1）用风镐落煤方式，工作面的煤炭利用煤壁自溜，不安设搪瓷溜槽，采空区管理采用自然垮落法。（2）施工人员进入工作面回采前，根据现场情况，一开始便要在回采点下部斜坡中适当位置（大约中间位置）扛煤，利用加工的专用扛煤板扛稳扛牢，下部用细煤末煤护实。扛煤板长0.8m，其一端设金属挂钩。扛煤点只能设在两道密集假顶之间，避免因扛煤堵塞通风断面或煤炭直接冲击到假顶上。（3）采槽深度严格控制在0.7-0.8m间。（4）各采煤碛头采落的煤炭堆集到一定程度，由当班工长统一指挥，协调联络，自下而上进行扯煤放煤。扯煤时，必须联系好，做到上呼下应，避免煤炭冲击伤人，工作面必须勤扯煤放煤，防止工作面堵塞。（5）采面的钢编高压软管必须捆在单体支柱上，尽量靠向顶板，避免煤炭和传运材料的冲击。（6）回柱方法及措施工作面采用人工回柱放顶法， 坚持“先支后回”、“采后即回”（工作面采完对应假顶的煤炭后，就立即回对应假顶的料）的原则。回柱工具：卸载把手、软绳、回柱器。回柱放顶顺序：在一个假顶内，从下向上，从采空区向煤壁逐根回柱。严禁在控顶区域内提前摘柱。回柱放顶前，必须对放顶区内的安全工作进行全面检查，清理好上、下退路，在确无危险的情况下进行操作。回柱放顶前，先用回柱器钩住被回的柱，另一端，挂在第二排未回柱上，防止单体支柱被矸石压住。回柱时，使用专用手把卸载，不能使用锤、镐等硬物件直接敲打单体支柱，以免砸坏柱筒和三用阀。回柱中遇顶板来压，应立即停止回柱工作，撤离来压区，待工作面压力稳定、经加密支护后方可恢复工作。若遇顶板大面积来压，有冒顶危险时应停止回柱工作，及时撤出人员至安全地点，并向调度汇报。如遇顶板破碎，压力大时，采取“先替后回”的原则，即先打上木支柱，再替换下单体支柱。表1 薄煤层回采工作面循环作业组织表劳动组织原班作业形式循环方式循环方式日进单循环作业方式两班作业推进度0.8m工作制度“三、八”制，两采一准循环进度1.6 m循环率87%工种出勤人数采煤班采煤班准备班采煤采煤准备小计8点 16点 24点 8点采煤工121224放煤工112开横冲风眼22巷道维修11扯笆折翻煤路22值班人员1113总计14146342、中厚煤层伪斜柔性掩护支架的回采工艺（1）剔大棚a.大棚规格为“7、7、7”断面的木棚支护。上宽下宽高23.42.1m，棚距中对中0.6m。b.剔大棚采用抬梁卧底的方式进行（即先将原装料梁头抬起，然后扩巷撤柱子，做大棚）。c.大棚料沿天板架设，天板炭应采尽，底子留平整。棚料架正架牢，背牢笆折，垮空处用老料绞架接顶。d.大棚做好后，必须拉好地沟，地沟布于巷道中央，地沟规格：上宽下宽高=1.51.0（0.81.0）m。地沟必须采在煤层中间，天板炭留起，若风眼口无护槽炭，必须打绷子支护牢天板柱，各风眼口必须搁23根长料以利于人员行走，做好后才能铺设支架。（2）支架铺设a.先沿K2HL铺设5根钢丝绳，每根钢丝绳长100m左右，钢丝绳的直径都必须大于21mm,其中必须有3根大于25mm。所有钢丝绳接头应用6付绳卡卡紧、卡牢，钢丝绳接头应错开34m，每个接头的两根钢丝绳搭接长度为34m。b.每隔200mm安装一根支架，其间用垫木撑住。在铺设时，支架头应靠近大棚天板柱铺设,支架铺成直线。c.铺设时，一定要使支架天板端向北偏移0.4m,天板端应高于底板端0.3m。d.在支架天、底板各铺一路46双眼的短槽铁。支架、槽铁和撑木必须紧靠，钢绳必须拉直拉紧，支架应上螺丝必须配齐，一次卡紧，拧牢。e.在支架上面套斜拉钢绳。斜拉钢绳两端应紧靠槽铁，拉紧成直线，用四付绳卡卡紧固牢。斜拉钢绳严禁套在槽铁的边缘支架上；每根斜拉钢绳控制1719根支架；f.铺架时槽铁与槽铁之间的距离不得超过1cm；槽铁与工字钢成面接触，不得压在焊接的加强板上。g.支架上拐点与支架端头距离必须大于15m。（3）放顶a.矿成立以生产矿长为组长，以生产工作部部长，安全管理部部长，通风、机电、运输区长，调度室主任、施工队长等为成员的放顶领导小组。组长负责全面安排协调有关工作。b.放顶前施工队必须填写放顶申请书，写明放顶时间和范围，并经矿领导及相关部门签字后生效。c.回采工作面放顶，必须严格按煤矿安全规程、技术操作规程、作业规程和技术安全措施执行。d.现场总指挥由施工队队长或书记担任e.每次放顶前，必须先由安全部、生产部、施工队放顶跟班人员和瓦检员一起对大棚进行安全检查和安全退路检查，只有在没有安全隐患时，才能由现场总指挥发出开始放顶指令。安全管理部、生产工作部、必须派人现场跟班，对放顶全过程进行检查、监督。f.通风区派一名区领导现场负责洒浆、调风等有关工作。g.把大棚巷与未剔回风巷处的过渡煤坎处采斜，同时清理好浮碴及杂物，保持安全退路畅通。支架地沟内材料整齐堆码在两边，中间通道保持畅通，保证行人回风的需要。h.放顶前或放顶途中，若安全部、生产部、通风区对放顶指出有问题时，现场总指挥不得发出放顶指令或继续放顶。i.每次剔大棚长度不得超过60m，留12m不铺支架，放顶工作正常情况下，铺设端头保留67架大棚料(45m)不放，压力大时，可适当多留，每次放顶距离不得超过25m。j.放顶前必须对大棚料进行维修加固。对压力较大和有地质构造的地方必须加打临时立人或打一梁二柱抬梁支护；对放顶结束留设的67架大棚料（铺架端，已铺支架）、未铺支架的大棚料的两邦柱子各钉1行拉板进行整体加固，以形成一个整体，并在两边都必须连续打上一梁二柱抬梁支护。k.放顶前，把计划放顶段内的料与料之间的撑木和拉板取掉。l.放顶采用风动回柱绞车放顶，严禁人工回柱放顶。放顶由南向北逐架进行，放顶时不得从事与放顶不相关的工作。m.绞车的固定：用钢绳固定在掩护支架端头，距端头边缘1.0m 位置。绞车必须安装牢固。绞车安装点沿巷道方向的四架大棚料天底板边分别打抬梁立人进行加固支护。放顶过程中若有松动，随时发现,随时重新打紧固牢。该抬梁要求直径大于18cm，长2.02.2m。n.放顶前，绞车司机必须检查绞车，链子，绳钩及抠绳，气门开关等是否符合安全要求，发现问题，必须及时妥善处理。o.用抠绳拴好要回的架料，并与主绳钩连接，拴好绳后，人员退到安全地点。p.启动绞车回柱时，支架上不得有任何人员。绞车司机和现场总指挥两人站在支架端头的大棚巷内，其余所有人员必须撤至未剔大棚的回风巷或支架地沟内。绞车司机和总指挥，若遇险情立即进入掩护支架地沟内避灾。只有等前方垮塌稳定后，再观察情况，进行妥善处理。q.放顶时，只能采用快套慢拉的方法，逐架拉垮大棚，拉一架捡一架料，料拉垮后，必须待前方垮塌稳定，煤尘消散后，才能进入捡料和喊人运料，套料捡料必须派有经验的工人担任，并派有经验的人员看好安全，套料捡料必须听从照看人的指挥，严禁提前进入和强行捡料，用长把工具进行检料，严禁人员进入老空区捡料。放顶现场不得高声喧哗，必须静观其变，听从总指挥统一指挥，若遇险情立即撤出。r.放顶时，一次只能拉一架料，严禁一次拉多架料，严禁绞车超负荷运转。s.绞车将支柱和梁头拖至安全位置，发出停车信号，停止紧绳，取出支柱和梁头，放到指定的不影响安全退路的地点。t若料压死卡住或安全状况差，人员无法套拴的支柱可以保留不回。u.在放顶过程中必须随时观查大棚的支护情况，发现有断梁折柱时，必须停止放顶，打上立人或掺料处理后方能继续作业。v.放顶过程中，若连续5架料放后不垮落或垮落量很少（垮碴厚度小于1.0m），立即停止放顶工作，在支架端头打上栅拦，设立禁止入内警示，禁止人员进入支架内。及时向调度室汇报，经研究后再作下一步安排。（4）回采a.该采区采用伪斜柔性掩护支架采煤法进行回采，支架形式为“八”字形掩护支架，支架宽度（下宽）3.2m。b.采用风镐落煤，工作面煤炭用搪瓷溜槽自溜，用自然垮落法管理采空区。c.支架下端头沿着开切眼下落到大巷上横道，即切割工作完成。切割完成后，其工序为：回风巷剔大棚铺支架放顶回采工作面采煤（拉槽采煤落架）撤支架d.在工作面各斜坡口，由下向上采槽，随着采槽的推进而逐渐的撤、安溜槽，采槽点前方2m的溜槽应提前撤出。采槽深度0.81.0m，槽子上宽1.5m，下宽0.7m。e.槽子采通后，由下往上采底板煤，落底板支架，当底板支架落架3-6m时（沿工作面伪斜方向），才可开始采天板炭，落天板支架，落架前，先打好立人，控制好落架步距。底板落架超前天板落架3-6m。f.各斜坡必须一槽一槽采通，靠天板的护槽炭不能采尽，应采成一定的斜坡状，以防天板炭翻落伤人。g.采煤时，工作面各斜坡推进度必须一致，上斜坡必须超前下斜坡0.51m。各斜坡必须每槽采通，严禁一个采煤斜坡出现两个台阶。h.回风巷大棚有25m左右时（小于30m），开始铺支架，放顶。放顶与铺支架，剔大棚不能同时作业，放顶距离超过20m后便可进行支架下放、调斜，回采工作。i.上拐点底板侧应先于顶板侧回采，超前距为1.5-2.0m 。j.上、下拐点变坡长度控制在2.0-5.0mk.回采时，根据现场实际情况，对支架打好立人，对采面与斜坡交叉点打上绷子支护。(5) 支架回撤a.支架架尾采至小横巷以上57m时，开始将支架调平，在调平过程中，逐步将支架面的坡度调至020度，然后由南向北逐架回撤支架。b.回撤支架前，应根据现场实际情况先打立人或绷子及时进行支护，确保作业安全、退路畅通。然后撤卸螺栓，撤钢绳（一次松动螺栓数量不得超过5根支架）。c.撤支架时，用风动回柱绞车或金木链进行，一次只能拉一根工字钢。绞车或金木链必须固牢，人员必须站在安全地带方可启动。d.撤至子风眼口附近时必须将子风眼地楼板扛好，以防堵死风眼，便于以后封堵。e.撤出的支架和材料必须及时传运，保证安全退路畅通。f.撤支架时，支架在小横上必须保证有三个子风眼畅通，一个进风，一个行人和运送材料，一个下煤。回撤支架滞后工作面距离不得落后下煤眼21m。撤架点至工作面下拐点应保持2个风眼，风眼内支护完好。（3）支架放架煤现K2煤层厚达4.5 m，支架采煤厚度仅3m 左右，遗留煤炭多，资源损失大，而且容易引起煤层自燃。因此，经矿研究，决定对支架进行放架煤作业，这样对于增加工作面单产，减少资源损失，有效的防止煤层自燃，改善全矿的生产和安全条件都有很好的促进作用。表2 中厚煤层回采工作面循环作业组织表序号工种出勤人数采煤班采煤班采煤班早中下中班夜合计7：00 15：00 23：00 7：002剔大棚铺支架放顶4483放煤工444124绞车司机22265拆支架446工长111147夯活工108合计292911291059备注剔大棚、铺支架放顶和拆支架工序可以根据现场生产实际作适当的调整，要求不得影响整个采面的正常推进。全队在册人数=出勤人数/出勤系数=105/0.9=117（人）（十）K9工作面回采工艺1.用风镐落煤方式，工作面的煤炭利用煤壁自溜，不安设搪瓷溜槽，采空区管理采用自然垮落法。2.工作面初采时，密集假顶上无碴源，只能采取风巷（斜坡巷）回柱放顶结合刷邦的方式采集碴源，必要时可以采取人工强制放顶，密集假顶上的垫层厚度必须保证在1.5m以上。3.施工人员进入工作面回采前，根据现场情况，一开始便要在回采点下部斜坡中适当位置（大约中间位置）扛煤，利用加工的专用扛煤板扛稳扛牢，下部用细煤末煤护实。扛煤板长0.8m，其一端设金属挂钩。扛煤点只能设在两道密集假顶之间，避免因扛煤堵塞通风断面或煤炭直接冲击到假顶上。4.各采煤碛头采落的煤炭堆集到一定程度，由当班工长统一指挥，协调联络，自下而上进行扯煤放煤。扯煤时，必须联系好，做到上呼下应，避免煤炭冲击伤人，工作面必须勤扯煤放煤，防止工作面堵塞。5.严格现场管理，控制好各个台阶的推进度，严禁两个台阶采成“重齐”，特别要控制好最末一个台阶的开口时间，前面的台阶向前推进，后面又开口回采形成新的台阶，最前面的台阶采到风巷消失，后面的台阶又不断跟进，这样循环往复，工作面就不断向前推进。6、回柱方法及措施（1）工作面采用人工回柱放顶法， 坚持先支后回、边采边回的原则。（2）回柱工具：卸载把手、软绳。（3）回柱放顶顺序：工作面采至那里，回柱就回对应假顶的料。回料不得采煤2个XP。严禁在控顶区域内提前回柱。（4）回柱放顶前，必须对放顶区内的安全工作进行全面检查，清理好上、下退路，在确无危险的情况下进行操作，坚持先支柱后回柱的工作原则。（5）回柱放顶前，先用软绳一端套住被回的柱，另一端，套在未回柱上，防止单体支柱被矸石压住。（6）回柱时，使用专用手把卸载，不能使用锤、镐等硬物件直接敲打单体支柱，以免砸坏柱筒和三用阀。（7）回柱中遇顶板来压，应立即停止回柱工作，待工作面压力稳定、经加固以后方可恢复工作。若遇顶板大面积来压，有冒顶危险时应停止回柱工作，及时撤出人员至安全地点，并向调度汇报。（8）回撤工作面回风巷石门前，必须事先对石门附近区域内回风巷进行加固，保证回风巷支架牢固可靠。如遇顶板破碎，压力大时，回石门支架前，必须用木料对石门进行加固。（十一）劳动组织及正规循环作业及主要技术经济指标表(一)劳动组织按“三采一准”作业进行劳动组织，准备班（夯活班）负责传运料，掺换料及其它辅助工作，时间设在中夜班间。（二）工作面生产能力的确定说明 1.循环产量Q循环产量=工作面采长循环进尺采厚容重工作面回采率Q1081.51.6730.972622.日计划产量=循环产量日循环个数循环系数=26210.8=210t3.月计划产量=日计划产量30=21030=6300t4.计划出勤工效=日计划产量日出勤工数=21049=4.28t/工5.万吨坑耗=每循环坑耗循环产量10000=0.47721010000=22.71m3/万t（三）劳动组织及正规循环作业图表表7-1劳动组织图表工种工 效出 勤 工 数单位数量准备采煤采煤采煤合计采煤t/工6.0988824放煤t/工492226横、冲风眼m/工12227运、传料流动笨活根22回柱放顶m/工11绞车司机1113工 长11114合计（人）511121247（二）工作面材料消耗表项目种类规格使用量项 目种 类规格使用量长宽高（米）根M3长宽高（米）块M3单体DZ-10001150草鞋板0.030.10.332500.275密集柱DZ-1000420马口料5、7、8材料0.1710.049加强柱DZ-10002500煤槽板1.50.180.0420.031基本柱DZ-10004800风眼寸0.008520.017木垛0.10.033合计每米推进耗（m3）0.477正寸0.0085100.085说明：工作面天底板破碎或构造带增加的的木支护耗料未在计算中，采煤队在结算时按现场实耗进行考核。（四）主要技术经济指标表序号项目单位数量序号项目单位数量1工作面采长M16011循环产量t2052平均煤厚M0.6512日计划产量t1783煤层容重t/m31.67313月计划产量t53304煤层倾角度6014日出勤工数个475每班进度M0.915出勤率%0.96循环进度M1.8？16回采率%977日循环个数个117原煤灰分%26.618月循环个数个2618计划出勤工效t/工3.789循环率%8519坑木消耗m3/万t40.710月推进度M4620在册人数人6621顶板管理自然垮落法（十二）-115m水平C14-16K9ML掘进施工工艺一、准备工作开工前地测部门必须提前标定巷道中腰线，施工单位严格按中、腰线施工。通风区提前按设计要求安设局部通风机，接好风筒。二、施工方法1. 用风镐采煤槽并回收煤炭，用钻爆法破岩。2. 煤槽规格为：斜长采槽深度煤厚=2200 1700 K9。3.掘进顺序：从中C14K9ML槽口开始，由南向北掘进至中C16位置后做好中C16K9槽口抬棚料。三、工艺流程采用风锤打眼，普通钻眼爆破法破岩，耙装机出矸的方法施工。其工艺流程 采煤槽打眼 装药 联线 放炮通风 出矸。 四 、爆破作业一、炸药、雷管：使用煤矿许用安全炸药、毫秒电雷管。二、装药结构：正向装药。三、起爆方式：使用MFd-100型发爆器全断面大串联一次正向起爆。四爆破参数：1.爆破参数2.炮眼布置图六、警戒设置1.必须严格按直巷大于200m，拐弯巷大于150m的原则在所有可能通往放炮碛头的巷道中设置警戒，并按此规定距离在新鲜风流中设拉炮点。2.共设4个警戒点：在-115m中C14茅口巷道南、北各设一个， -115m中K9ML工作面安设一个，在-115m中C14K8槽口处安警戒一个拉炮点设于-115m中C14茅口巷道南警戒外。3.警戒必须由当班班长亲自负责设立和撤除，并保证警戒区内不得有任何人员。（附：警戒设置示意图）七、装载与运输一、 装岩方式出碴方式：采用耙渣机出渣。用1t矿车人力推至-115mMPmML。1.耙渣机必须固定牢固，上齐卡轨器、底地锚、腿子、斜撑点柱、护绳栏杆及护身点柱。必须将耙渣机用钢丝绳或链子固定于顶帮的锚杆上。2.导向轮钩挂在固定楔上，固定楔长度为600-800mm以上，固定楔的孔深度不小于800mm。耙渣机距工作面最大距离不得超过20m，最小距离6m。3.掘进队与采煤队进出车时必须互相协调，保证安全。推车工必须随时注意前方，如前方有人或转弯时必须预先发出警号，严禁放飞车。4人严禁在矿车的两边推车。 二、 运输方式人力将渣车推至-115mMPmML后，由8t蓄电池机车牵引至-115m人行斜井，用绞车提升至+230m水平经8t蓄电池机车运出地面。运输线路：工作面-115mMPmML-115m人行斜井+230m车场 +230m主平硐运出至地面矸石山。八、管线及轨道敷设在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒均应按断面中规定的位置吊挂整齐。 1.风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供风和排水管路用4寸铁管，供水管路使用1寸铁管，距工作面20m范围使用1寸胶管。风筒使用直径400mm的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风。风筒口距工作面的得超过5m。2.铺轨要求：(1)直线段轨距为600mm，偏差不小于2mm，不大于5mm，轨道的中心线与设计值相差不得超过50mm。(2)轨道的铺设要求要严格按腰线铺设，有起伏地段必须要达到该巷竖曲线要求。(3)轨面和轨道接头应对齐，其高低及内侧偏差不得超过2mm，螺栓、螺母和道夹必须齐全。钢轨接头不得置于枕木上。(4)钢轨接头间隙：在直线部分不应超过5mm，曲线部分不得超过8mm。（十三）C14-16K9ML掘进劳动组织与主要技术经济指标1、劳动组织形式掘进队组织施工，,实行“三、八作业制”循环方式。人员配备：打眼工：3人，采煤槽：1人，领药工、钉道工、推车工计3人，总计共7人。2、循环作业一、 钻眼和装岩时间的确定1.钻眼时间的确定T=；L：炮眼总长度 23.8m ； M：钻机台数1台；V：钻速 0.2m/min；：钻进效率取值0.8T=148min2.装岩时间的确定T=；S：工作面断面面积：5.83 m2；L：炮眼深度1.7m；：炮眼利用率85%；K：岩石碎胀系数，取1.5P：装岩机有效工作率50%T=考虑到调车及其它影响实际装岩时间需要30分钟。1. 合理安排各道工序，进行平行交叉作业。2. 如遇打乱正规循环后的补救措施：提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环进度，力争在本班内抢回，在正规循环后再恢复正常进度；组织力量突击，适当增加人员、设备、确保正规循环；本班内抢回循环有困难，可为下班多做一些准备工作，保证下簇顺利完成循环。3. 回规循环图表：工作名称小时分钟12345678交接班20质量安全检查25打眼准备20打眼148采煤槽148打锚杆眼、铺网支护100做引药炮泥50装药、放炮30放炮通风15装岩30铺道30文明生产203、主要技术经济指标表表4-2、主要技术经济指标表序号项目单位指标备注1断面m25.832循环进度m1.53班循环数个14日进尺m4.55月正规循环数个906正规循环率%857月进尺m1358平均日进尺米/日4.59工程质量优良品%60合格品%4010出勤率%8511平均日工数工2712掘进工效率米/工0.21413炸药消耗定额公斤/米6.515雷管消耗定额个米9.317钻头消耗定额元/米40.618机械费元/米100（十四）采区巷道断面、采出率及采掘位置关系采区集中运输巷断面一般为3300*2900，三心拱断面；煤层运输巷断面一般为2500*2200，梯形断面；石门断面一般为330*2500，三心拱断面。薄煤层采区采出率一般为8789%；中厚煤层采区采出率一般为7585%。一般煤层巷道掘进碛头超前回采工作面80米以上。（十五）三量管理矿井开拓煤量可采期一般控制在3-5年；准备煤量可采期一般控制在12个月以上；回采煤量可采期一般控制在4-6个月；解放煤量可采期一般控制在18个月以上。（十六）经济管理矿井现有职工1800人。其中原煤生产人数623人，井下辅助工种人数530人，井下管理人员120人，地面职工527人。原煤生产成本大致为120元/吨，平均回采工效为5.6吨/工，全员工效为0.97吨/工。第三章 矿井通风与安全一、矿井瓦斯等级矿井为煤与瓦斯突出矿井，近年矿井相对瓦斯涌出量平均为77.13m3/t，绝对瓦斯涌出量平均为52.75m3/min。主采K2煤层有煤与瓦斯突出危险，煤层瓦斯含量为4042 m3/t，瓦斯含量系数为6.54。建矿以来有记载的煤与瓦斯突出事故共有45次，平均突出强度为267吨，最大突出强度为5270吨（1997年5月30日）。主采K2煤层最大瓦斯压力为13.9MPa。二、煤尘爆炸性磨心坡矿开采各煤层之煤尘均具有爆炸危险性，煤尘爆炸性指数为34.764.7%。三、煤层自燃倾向性矿井主要开采的K2煤层具有自燃发火倾向，为容易发火煤层，发火期为36个月。四、矿井通风矿井在井田中部分别布置了1个进风斜井、1个进风竖井、1个进风平硐、2个回风斜井，通风