安全工程专业实习报告

1、安全工程专业实习报告目录第一章前言5第二章矿井基本概况2.1地理位置 .62.2地形地貌 .2.3主要河流 .2.4气象及地震 .2.5、井田地质特征 .72.5.1矿井地层 .72.5.2地质构造、构造类型 102.5.3水文地质条件 .12第三章开采技术条件 .133.1瓦斯3.2煤尘3.3煤的自燃 .143.4地温第四章矿井开拓开采及工艺 .4.1开拓方式 1.174.2.1 工作面回采工艺4.2开采方法 .175.2.6 瓦斯抽放 34431采面支护设计 194.3.2端头支护 .194.3.3超前支护 .194.3.4采空区处理及控顶距的确定 .204.4工作面机械设备选择 .234

2、.4.1采煤机选型 234.4.2运输机选型 244.4.3转载机及其供电设备选型计算方法244.5掘进工作面生产组织 .244.5.1区段平巷掘进工作面巷道断面 244.5.2主要掘进机械设备配套 254.5.3掘进工作面工艺组织方式 .25第五章矿井主要生产系统5.1矿井提升5.2矿井运输5.2.1运输系统 .285.2.2轨道运输 .305.2.3通风系统 305.2.4矿井排水 .33527矿井防尘 .34528矿井防灭火 34529井上下、矿内外调度通讯情况 355.2.10矿井监测、监控系统 355.2.11地面生产系统 .36第六章安全技术管理措施6.1采煤工作面安全技术管理的有

3、关规定 366.1.1综采工作面初采初放安全技术措施 366.1.2末采措施 376.1.3防水安全措施 376.1.4防火安全措施 .396.1.5防尘安全措施 396.1.6防顶板事故措施 396.1.7周期来压时期顶板管理措施 .40第七章存在不足和建议换行.417.1矿井通风 417.2瓦斯抽采 417.3突出防治 427.4防灭火.427.5防尘方面 427.6安全监控 427.7冲击地压 437.8管理制度 43第八章结束语致谢附:参考文献、尸、 亠前言首先，做为安全工程系即将毕业的学生 ,学校安排了本次为期一个月的 认识性实习，要求学生对矿井有基本的整体认识和了解。在学院指导 教

4、师程磊等的指导下， 此次实习是一次成功的顺利的实习， 通过实习， 既充分巩固了大学前期三年来的专业知识，又对专业科目学习有了新的理解，这次专业认识实习必将有助于增强同学们的职业意识，并激发同学们在今后两年的学习中根据实习的经验识时务的调整自己的学 习方向和知识结构，以更好的适应社会在矿山开采领域，尤其是煤炭 发展方向的人才以满足集团公司需求。其次，通过大学前两年的学习，我们已经了解了 “煤矿开采学 ”，“矿井 通风学”、“地质学”、“矿山测量 ”专业基础知课，在这次认识性实习中， 正是对这些课程的巩固和提高，是理论联系实际的过程，是对矿井开 采的进一步的了解和认识。通过这次的实习，了解了掘进和

5、回采工艺 方法及劳动组织管理，初步了解了生产的组织管理和技术管理工作。 并且，这次认识性实习为马上进行的毕业设计打下了良好坚实的基础。 为今后工作起到的很大帮助。最后，特别感谢我们 HNLGDX安全工程系的程磊张攀两位老师，感谢PMY 的领导为我们提供的实习基地，同时也要对带领我们实习的几位 工人师傅致以深深的感谢！实习时间：实习从 09年2月16日开始至 3月09日结束，共计 27日，实习地点：PMY。换行安全工程PMY2009年 3月 09日第二章矿井基本概况：2.1 地理位置PMY位于平顶山煤田中部，市中心以北3km,东以26勘探线为界与十 矿相邻，西以 36 勘探线为界与四矿、六矿相邻

6、，丁组煤层南起老窑采 空区下界（+45+110m之间）,北至-600米等高线；戊组煤层南起露 头北至 -650 米等高线； （己组煤层南起 -240 米北至 -800 米等高线；庚组 煤层南起 -250 米北至 -800 米等高线 ）。东西走向长 5 公里，南北倾斜宽 5.86公里，最大面积 29.3 平方公里。矿井南邻二矿， 北部为人为边界。 PMY 是新中国成立后我国自行设计兴建的第一座大型煤矿。矿井由武 汉设计院设计，设计能力150万吨/a，1957年12月动工兴建，1959 年12月 25日简易投产， 1971年达到矿井设计生产能力。鉴于国民经 济的飞速发展， 1974年经原煤炭部批准

7、，在二水平延深时矿井进行一 期扩建，净增生产能力90万吨/a，扩建后的设计能力达240万吨/a。 一期扩建于 1984年 8月完成，随后，在一期扩建完成的基础上，紧接 着进行二期扩建，净增生产能力160万吨/a，使矿井设计生产能力达到 400万吨/a。1993年至1996年产量连续四年年产达到 400万吨，且1996 年创出了 410.6 万吨的最好水平， 近三年实际生产水平仍保持在 350 400 万吨之间。矿区交通十分方便，铁路方面： PMY 至平顶山站 9 公里，通过矿区专 用铁路可直达漯宝铁路。漯宝铁路连接京广、焦柳两大铁路干线。平 顶山站至京广铁路 70 公里，至焦柳铁路 28 公里

8、；公路方面：以平顶 山市为交通枢纽，有柏油公路与周围各县市相沟通。2.2、地形地貌PMY 位于平顶山矿区中部，平顶山、落凫山位于井田中部，二山南陡 北缓，基本呈单面山形，走向近东西，地势北高南低，形成本井田范 围内的分水岭。南北两侧冲沟发育，多为季节性冲沟。主、付井口位 于落凫山南麓，主井口标高为 +150.0米。平顶山海拔 +411.13 米，落凫 山海拔+492.70米。井田内山间冲沟发育。2.3、主要河流 井田内没有大的河流，只有季节性小溪冲沟，南侧冲沟汇集入湛河， 北侧冲沟汇集入竹园水库（目前为平顶山电厂排灰场） ，在井田西北角 有姚孟电厂排灰场。2.4、气象及地震 本区属大陆性半干燥

9、湿度不足带。根据平顶山历年的气象资料，年平均降雨量为742.73mm,年最大降雨量为1323.6mm （1964年），年最 小降雨量为373.9mm （1966年）；年平均气温为150,最高气温42.30, 最低气温-150。本区地震基本烈度为W度。2.5、井田地质特征2.5.1、矿井地层井田内地层出露较差,根据钻孔工程揭露的地层从老到新有寒武系崮山组,上石炭统太原组,二叠系山西组、石盒子组、石千峰组,三叠 系刘家沟组和第四系黄土及坡、残积物。本井田含煤地层为石炭系太原组、二叠系山西组和上、下石盒子组。 自上而下划分为甲、乙、丙、丁、戊、己、庚等七个煤组。含煤地层 总厚 780 米,含煤七组

10、43 层（有编号的煤层 23 层）,其中甲、乙煤组 无可采煤层。煤层总厚约 26 米。含煤系数为 3.3%，可采煤层 5 组 10 层，总厚约 15 米，可采含煤系数为 1.92%。煤层间距基本稳定。PMY 井田含煤地层为石碳系太原组，二迭山西组和上下石盒子组。煤 系平均总厚780m,含煤7组43层，煤层总厚26m，含煤系数3.3%左 右。煤层自上而下分别为甲已丙丁戊己庚组。上石盒子组煤层均属沉 积不稳定的薄煤及煤线,无经济价值：具有经济价值的可采煤层为下 石盒子组、山西组及太原组,可采煤层 5 组 10 层分别为丙 3、丁 5、 丁 6、戊 8、戊 9、戊 10、己 15、己 16、己 17

11、、庚 20、可采煤层总厚 度约15m，各主要可采煤层和标志层之间的层间距较稳定。目前，PMY主采丁组、戊组煤层，分别为：丁 6、戊&戊9、戊10, 煤层煤种为气煤、 1/3焦煤、肥煤,一般作为动力用煤。其中丁 6煤层 煤厚1.093.64米，平均煤厚2.01米，该煤层结构简单，含夹矸02 层，厚00.45米；戊组煤层最为发育，厚度大，为主要可采煤层，但 结构复杂,分叉合并现象普遍。分层区域：戊 8 煤层煤厚 0.253.81 米,平均煤厚 1.93米,属较稳定煤层 换行；戊9煤层煤厚 0.352.88 米,平均煤厚 1.07米,属较稳定煤层；戊 10煤层煤厚 0.854.15米, 平均

12、煤厚 2.42米,为较稳定煤层。合层区域：戊 8、戊9、戊10合层 区煤厚 3.998.90米,平均 6.5米,含夹矸 37层,煤层层位和厚度 稳定,为稳定煤层。 戊9、戊10合层区（戊9-10）煤厚 1.997.34米, 平均4.34米（含夹矸35层），为较稳定煤层。在 PMY井田范围内， 地层走向为北 550750西，倾向北东，地层为单斜构造，倾角 3120， 局部最大为 250。煤层顶底板岩性由砂岩、 粉砂岩、 砂质泥岩及泥岩互 层组合。煤层直接顶大多数为砂质泥岩或泥岩，老顶一般为砂岩，少 数有伪顶，伪顶岩性为炭质泥岩，各煤层均以砂质泥岩为直接底板。2.5.1.1、丙 3 煤层 位于下石

13、盒子组丙煤段中部，上距田家沟砂岩（B12.） 47 米，煤厚0.20-1.75米，平均煤厚 0.90 米。煤层结构简单，局部含夹矸厚 0.05-0.55 米，属不稳定煤层。在 26-29 勘探线间大面积不可采， 33-36 勘探线间 -350 米以线为不可采区。2.5.1.2、丁 5 煤层位于下石盒子组丁煤段中上部、上距丙 3煤层 84米。该煤层一水平已 全部采动，二、三水平部分可采。 煤厚 0.55-1.85米，平均煤厚 1.00米， 属较稳定煤层。在 29勘探线-500米以深、 30-32勘探线-400米以深出 现大面积不可采区， 二水平中部及 35勘探线 -300米左右各有一不可采 区。

14、煤层结构简单，偶见一层夹矸 0.1-0.55 米厚。2.5.1.3、丁 6 煤层 为本井田主要可采煤层之一，位于下石河子组丁煤段中部，上距丁 5 煤层十米左右， 沉积稳定， 发育良好。该煤层一水平已全部采完， 二、 三水平煤厚 1.09-3.64米，平均煤厚 2.01 米，属全区可采稳定煤层。该 煤层结构简单，含夹矸 0-2 层，厚 0-0.45米。2.5.1.4、戊煤组 位于下石河子组戊煤段中上部。本井田戊组煤层最为发育，厚度大，为主要可采煤层，但结构复杂，分叉合并现象普遍，其变化情况按其 范围可分为以下几种类型（夹矸厚度 0.7 米为分合层线）： 戊 8、戊 9、戊 10 均为独立煤层（戊

15、 11 独立分层，不可采） ，分布在 26-30勘探线之间 -250米以下， 30-34勘探线间-350米以下及 34-36勘 探线-50 米以下。戊 8 煤层：上距丁 6 煤层 80 米，煤厚 0.25-3.81米，平均煤厚 1.93 米。 属较稳定煤层。煤层结构简单，仅在26-29线间-300米以深含 1-2层夹 矸（厚 0.05-0.41 米）。戊 9 煤层：上距戊 8 煤层 0.7-18.5米，煤厚 0.35-2.88 米，平均煤厚 1.07 米，属较稳定煤层。煤层结构简单，仅在 27-29勘探线-550 米以深存 在一不可区。戊 10 煤层：上距戊 9 煤层 0.7-16.0 米，煤

16、厚 0.85-4.15 米，平均煤厚2.42 米，为较稳定煤层。含夹矸 1-4 层，常见 1-2 层夹矸厚 0.01-0.54 米。井田内全部可采。戊 8、戊 9、戊 10合层区（戊 8-10）：在 26-34勘探线，从风化带至 -250 米之间，煤厚 3.99-8.90 米，平均 6.5 米，含夹矸 3-7 层，煤层层位和 厚度稳定，沉积连续性好，全部可采，变异系数 17%，为稳定煤层。戊 9 、戊 10 合层区（戊 9-10）：分布在 30-34 勘探线 -250-350 米之间， 煤厚 1.99-7.34 米，平均 4.34 米（含夹矸 3-5 层）。全部可采，变异系 数 40%，为较稳

17、定煤层。位于山西组己煤段上部，上距戊 10 煤层 157 米左右。煤厚 0.18-4.84 米，平均煤厚 1.40 米，属不稳定煤层。含夹矸 1-2 层。在 28-32 勘探 线间-250-500米，31-36勘探线间 -500米以深出现两个不可采区， 不可 采面积约占总面积的 3/5 。2.5.1.6、己 16 煤层位于山西组己煤段中部， 上距己 15.煤层 1.9-10.0米，煤厚 0.27-4.84 米， 平均煤厚 1.26 米，属不稳定煤层。井田中深部大部分不可采，不可采 面积约占总面积的 1/3 强。2.5.1.7、己 17 煤层位于山西组己煤段下部，上距己 16煤层 0.60-9.

18、0米。煤厚 0.29-2.19米， 平均煤厚 1.28 米，属较稳定煤层。在 27-33勘探线间 -240 米以深有一 个无煤区和不可采区，不可采面积约占总面积的 1/3 左右。煤层结构 较简单，偶见一层夹矸，厚 0.05-0.28 米。2.5.1.8、庚 20 煤层位于太原组下部，石炭岩段中上部，上距己 17煤层 56米。煤厚 0.40-2.64 米，平均煤厚 1.63 米。属较稳定煤层。仅在 26-28勘探线-250 米以浅 有一不可采区， 31-13 孔有一不可采点， 面积很小。 该煤层结构简单 换 行，一般无夹矸。目前， PMY 主采丁组、戊组煤层，分别为：丁 6、戊 8、戊 9、戊

19、10， 煤层煤种为气煤、 1/3 焦煤、肥煤，一般作为动力用煤。2.5.2、地质构造、构造类型本井田位于主体构造李口向斜西南翼中段。 基本构造为一走向北 55-75 ° 西，向北北东倾斜的平缓单斜构造。地层倾角 5°-22°，一般 6°-8 °，井 田内 26-29 勘探线深部最大倾角 22°。 井田内构造简单，褶皱一般不发育。煤层沿走向虽有小的起伏，但大 断层稀少，仅在井田中、深部发现落差在 20-40 米的正、逆断层五条， 并伴有次一级宽缓向斜和背斜，井田内小断层较发育。另外，根据煤 科院西安分院对三水平丁戊二三维地震勘探资料，

20、发现大于 5 米的正、 逆断层 15 条，但目前没有一条验证，有待以后进行实际验证。2.5.2.1、褶皱（1）、郭庄背斜： 背斜轴位于尹充村野猪岭一线，走向北 60°西，向北西倾伏，东北翼倾 角 8°-15 °，西南翼倾角 6°-11 °倾伏端在 28 勘探线东侧岳家小窑附近出 露较明显，向东南沿至十矿， 区内延展长度 800米。26-8 孔、26-6孔、 和 27-16 孔有控制。（2）、牛庄向斜 向斜轴部位于丁家村及老沟村一线。轴向与郭庄背斜大致平行。呈北 西向展布。由十矿进入本井田，倾伏于老沟附近。区内延展长度 600 米。地表全被黄土掩

21、盖，从 26、27勘探线剖面图看， 26-12 孔、27-15 孔、 27-9 孔，井下戊 8-1021171 采面、戊 8-1021151 采面、戊 8-1021191 采面、戊 821210 采面均有控制。2.5.2.2、断层（1）、牛庄逆断层（ F1）走向北 35°-45°西，倾向北东，倾角 40°，落差 9-25 米，井田内延展长 度 1500 米，西北端消失在 28 勘探线西侧附近，东南端延伸至十矿井 田内。该断层钻孔控制严密， 26-12孔、 27-9孔 28-13孔均有控制。本 井田丁、戊三东大巷、车场、丁戊三轨道、皮带上山及十矿井田巷道 内均有揭露

22、。（2）、竹园逆断层（ F2）走向北 35°西，倾向北东，倾角 40°，落差 13-20米。30-14孔，丁 621150 采面和丁一下山、戊一下山均有揭露。戊组煤层落差比丁组煤层大。 井田内延展长度 1000 米。（3）、张家逆断层（ F3）位于张家和竹园一线。走向北 35°西，倾向北东，倾角 38°，落差 16-50 米。北西端延出井田外，东南端消失于 30勘探线以西 30/-19 孔附近。 地表全被第四系掩盖， 32-22 孔、丁 6-31060机、风直接控制。井田内 延展长度 1870 米，但该断层沿走向和倾向控制程度较差，只有在以后 采掘过程中

23、加以解决。（4）、龙池正断层（ F4）位于 36 勘探线龙池村附近。走向北 60°东。倾向北西，倾角 45°，落差 20-32 米，由 3622 孔及丁 622160 采面控制，西南端入四矿井田， 本井田内延展长度 450 米。5）、王家寨正断层（ F5）位于王家寨村西北，走向北55°西，倾向北东，倾角42°-80 °落差2 53 0米，井田内延展长度约5 0 0米，无工程点和巷道点控制。由地 质点1 935及346点见到，地表破碎带33. 5米。据井田内丁、戊煤已开采的采区揭露情况看， 本井田内小断层较发育， 在这些断层中，以高角度小断层的正

24、断层为主，逆断层较少。断层密 度3 .2条/万平方米。 走向多为北东向和北西向。 从小断层的分布情况 看，由西向东发育程度减弱，由浅入深断层密度有减小的趋势，但断 层落差有变大的趋势。从小断层的延展长度可以看出：走向断层落差 越大，延展长度也较大，但条数少。斜交断层落差变动幅度较大，延 展长度10 07 0 0米，一般2 0 03 0 0米。2.5.3、水文地质条件PMY 井田内水文地质条件比较简单，充水因素主要是顶板砂岩及老空 积水。主要含水层有：寒武系灰岩岩溶裂隙含水层；太原群岩溶裂隙 含水层；己组煤层顶板砂岩含水层；戊组煤层顶板砂岩含水层；丁组 煤层顶板砂岩含水层； 平顶山砂岩裂隙含水层

25、及第四系含水层。 其中， 对 PMY 有影响的主要是丁组、戊组煤层顶板砂岩含水层。平顶山砂岩 裂隙含水层及第四系含水层为下伏含水层的主要补给水源。 历年矿井涌水量情况：矿井开采初期 （83 年以前），为一水平生产， 矿井主要充水水源为二叠 系砂岩含水层水，对矿井生产无大影响， 矿井正常涌水量稳定在 70m3/h 左右。矿井开采中期（83年95年），为一、二水平同时生产，矿井主要充 水水源为石炭系太原组灰岩水和二叠系砂岩含水层水，矿井正常涌水 量稳定在 250m3/h 左右。九五年以后三水平投入生产，矿井主要充水水源为石炭系太原组灰岩 水和二叠系砂岩含水层水，一水平开采已到后期，水量减至 14m

26、3/h， 矿井水主要来自二水平和三水平。 换行2006 年， PMY 矿井实际涌水 量平均801.59m3/h，最大涌水量为1354m3/h，最小涌水量441.2m3/h。 第三章开采技术条件3.1、瓦斯据历年PMY瓦斯鉴定结果表明，相对瓦斯涌出量均小于10m3/t，属低沼矿井。但随着开采深度的增大，瓦斯涌出量也随之增大，戊煤组工 作面绝对瓦斯涌出量自 71 年后逐渐增长的特点， 相对瓦斯涌出量自 78 年以来有逐渐增大的趋势。二、三水平深部掘进和回采工作面时有瓦 斯超限现象发生。丁、戊煤组、己 17煤层瓦斯试验成果表明，瓦斯含 量与煤层埋藏深度基本成正比，如戊煤组煤层埋深700m时，CH4含

27、量 平均在15.0ml/g以上，最大可达27.20ml/g。同时表明瓦斯含量与煤层 厚度亦成正比，丁 6 煤层（中厚煤层）瓦斯含量在 0.259-4.6972ml/g 之间，平均 1.776ml/g，己17煤层（薄-中厚煤层）瓦斯含量在 0.86-27.227ml/g 之间，平均 7.85ml/g。2004年瓦斯鉴定结果：矿井绝对瓦斯涌出量为 38.48m3/min，相对瓦 斯涌出量为5.55m3/t;我矿属于低瓦斯矿井，但2002年5月2日在二 水平丁二采区丁 6-22160风巷掘进过程中，在距龙池断层以西385m处时曾发生过一次瓦斯动力现象。目前，经过煤科院抚顺分院鉴定，认 定我矿为煤与瓦

28、斯突出矿井。3.2、煤尘 本井田各可采煤层煤尘都具有较强烈的爆炸性，我矿丁组煤层煤尘爆 炸指数为 35.7736.27%，戊组煤层煤尘爆炸指数为 36.4944.14%，属 有煤尘爆炸危险矿井。各开采煤层的自然发火期和煤尘爆炸指数见表3-1表 3-1 各煤层的自然发火期和煤尘爆炸指数煤层项目丁 6 戊 8 戊 9 戊 10自然发火期（月） 6868煤尘爆炸指数 35.7736.27%36.4944.14%3.3、煤的自燃本井田可采煤层属低 -中变质程度烟煤，经测试，丁、戊、组煤层自燃 发火期 68个月，己组煤层自燃发火期 68个月，均属于易自燃煤层。3.4、地温本井田恒温带温度为17.2

29、76;,深度为25米。地温梯度平均值为3.02 °/百米，属地温异常区。丁 6煤层一级高温区-300?-500米之间，二级 高温区在-500米以下，戊10煤层一级高温区在-200?-500米区间内， 二级高温区在 -500米以下，己组煤层在-400米以下属二级高温区， -800 米以下达50°C以上。第四章矿井开拓方式、开采方法4.1 开拓方式矿井分三个水平开采，采用联合开拓方式：一水平标高-25m，采用中央立井、主石门、分组大巷开拓；二水平标高-240m,采用皮带主斜井、轨道暗斜井、畐【J立井、主石门、 集中大巷开拓；三水平标高-517m，采用主斜井、副立井、主石门、集中

30、大巷开拓； 目前,矿井共有井筒 10个。其中为一水平服务的井筒有 3个,分别为： 一水平主井、一水平畐井、戊七斜井；为二水平服务的井筒有 4 个, 分别为：二水平皮带主斜井、二水平轨道暗斜井、北一进风井、北一 回风井；为三水平服务的井筒有 3 个,分别为：三水平皮带暗斜井、 北二进风井、北二回风井。目前,我矿一、二、三水平同时生产,共 有 7 个生产采区, 1 个准备采区,即一水平戊三、戊七、二水平戊一、 戊二以及三水平丁一、丁二和三水平戊一采区,其中一水平戊三、戊 七采区为残采采区,二水平戊三为准备采区。2008 年计划生产原煤 380 万吨, 换行 计划开掘总进尺 29000 米。各 采区

31、目前的生产分布见附表7。2008 年计划一季度的采掘变化情况： 新增加的开掘工作面：戊 8-23030 风巷、戊 8-23030机巷、三水平丁二 部变电所、三水平丁二轨道下山（二期） 、戊 -F23170 机巷。新增加的 采煤工作面：戊 80-21152采面、戊 90-31020 采面、丁 6-32040采面。 结束的采煤工作面：丁 5-32060 采面、丁 6-31090 采面、戊 80-21192 采面。4.2、开采方法 分水平利用分组大巷进行上、下山开采。采煤方法：综采工作面采用 走向长壁全部陷落采煤方法，工作面回采方向为后退式。炮采工作面 采用走向长壁放顶煤一次采全高采煤法，顶板管理为

32、全部跨落法。 目前，矿井三个水平同时生产。一水平现有两个采区（戊三、戊七采 区生产能力 50 万吨 / 年）进行残采，主要进行边角煤柱的回采，布置 两个炮采工作面和三个炮掘工作面；二水平戊一采区（生产能力 120 万吨/年）采用双翼开采，布置一个综采工作面；二水平戊二采区（生 产能力 60 万吨 / 年）采用单翼开采，布置一个综采工作面和一个备用 工作面；三水平丁一采区（生产能力 60 万吨 / 年）采用双翼开采，布 置两个综采工作面和两个掘进工作面； 三水平戊一能力为 100 万吨/年, 现布置以个综采工作面和四个掘进工作面 ;二水平戊三采区处于开拓准 备阶段,布置四个掘进工作面，预计 20

33、08年 6月首采面投产。 工作面回采工艺方式采区（生产能力 100 万吨/年）采用双翼开采，布 置一个准备工作面。三水平丁二设计生产4.2.1 工作面回采工艺 为了进一步实现回采工作面集中化，减少辅助人员和设备，大大减轻 工人的繁重体力劳动，减少和避免冒顶事故，有利于安全生产，提高 机械化水平，提高产量质量，劳动生产率，降低吨煤材料。本采区采 用综合机械化采煤工艺真正做到回采工作面的割煤、运煤、支护及采 空区处理等工序实现机械化作业。工作面主要设备4.2.1.1、落煤：由于本煤层赋存稳定， 地质构造简单、 顶板完整、 煤层平均厚度 2.45m 左右，确定本采区综采工作面破煤采用螺旋滚筒， 以一

34、定转速 n 旋转， 同时以一定牵引速度 v 沿工作面移动的过程，如果牵引速度为零，则 截齿不切入煤体，则切削厚度为零，随着牵引速度增大，截齿切入煤 体浓度增加，切削厚度也随之增加，它们的关系为：h=(V/mn) *10?; (4-1)式中 h切削厚度 mmm滚筒同一圆周上的截齿数n滚筒传数 r/minv牵引速度 m/min因此，牵引速度和滚筒转速影响采煤机的破煤效果。该采区工作面采 煤机截割方式采用双向采煤。采煤时，前滚筒割煤，后滚筒割底煤和 装煤。在距滚筒 35m 以外可进行推溜和移架，往返割两刀，进刀方 式为端部斜切进刀。4.2.1.2、装煤运煤： 综采工作面的装煤是由螺旋滚筒前后的旋转直

35、接完成的。运煤由可弯 曲刮板输送机、转载机、胶带输送机完成。综合机械化采煤工作面输 送机生产能力应与采煤机械 (滚筒采煤机 )的生产能力相适应。Q 运K1X K2 采Q (4-2)式中： Q 采：采煤机的计算生产能力， t/h ；K1:运输换行方向及倾角系数，K1取0.7;K2:采煤机运行与输送机运输方向相同时的修正系数K2= V 运 /(V 运-V 采)式中 V 运:输送机的链速 m/minV采：采煤机的牵引速度 m/min取4m/min按计算 Q 运选择工作面输送机，选定的输送机生产能力应比采煤机的计算生产能力大1015%。可伸缩胶带输送机的计算生产能力 Q带(t/h)Q带=(1.5-3.

36、0) x(4-3)式中Q工作面平均生产能力t/hQ= Q 班/tQ班工作面班产tt每班割煤时间t(1.5 3.0)生产不均衡系数取1.5根据上述公式，才能合理地对运煤设备选型Q 运K1X K2 采QQ= Q 班/tQ 带=(1.5 3.0) X Q4.3 支护方式，4.3.1、采面支护设计采面用ZY/5000-18/38掩护式液压支架，初撑力为 3866KN,双立柱， 工作阻力为5000KN,支护强度0.76 0.86MPa,底板比压1.87 2.2MPa, 运输尺寸 6250X 1430X 1800mp前梁长 3.867m,支撑高度 1800-3800mm, 架间距1500mm,移架步距0.

37、8m,泵站压力31.5MP&采面支架布置 呈两条直线，机头三架和机尾三架呈一条直线，其余支架排成一条直 线。4.3.2、端头支护上端头利用花边梁配合单体支柱沿倾向架棚控制顶板。下端头用工字 钢配合单体柱支护顶板, 运输机机头上方用 2 根 4.6m 长的花边工字钢 打抬棚,沿走向一梁三柱架设,随采面的推进,交替迈步前移,联锁 长度不小于2.8m,运输两侧必须都打有单体柱，保证起到抬棚的作用。上下端头放顶线处均采用2排密支柱切顶，柱距、排距均为 0.5m，若 顶板破碎时，要架木垛进行支护，出口高度不低于1.8m,宽不少于0.7m4.3.3、超前支护在机风两巷为锚网支护域，采用补架钢梁的加

38、强支护方式，作为超前 支护， 2.8m 或 3.0m 的钢梁做力梁，单体支柱做腿，一梁两柱，压力 大或顶板破碎时加中柱，为一梁三柱，超前支护长度 20m 范围内棚距 0.6m, 20-50m内棚距1.2m，风巷超前支护长度为50m,机巷超前支 护长度到锚固站处。4.3.3、采空区处理及控顶距的确定 随着工作面不断向前推进,顶板暴露面积不断增加,工作面压力也逐 渐增加,为了安全生产,对暴露的顶板及时处理,采用了全部垮落法 控制顶板。4.3.3.1 控顶距的确定依据：L 小=d+e (4-4)L 大=d+e+s (4-5)式中：L大?L小最大、小控顶距md液压支架顶梁长度 m 取 3.9me梁端距

39、 0.2 0.4m 取 0.4ms采煤机截深0.8m所以：L大= 3.9+0.4+0.8= 5.1mL 小=3.9+0.4= 4.3m4.3.3.2单体支柱确定及选择支护规格选择支柱时，首先是根据工作面采高和预计顶板下沉量，结合工作面 技术装备实际情况，选定支柱的类型。最大下沉量根据矿山压力理论 粗略计算顶板下沉量。SL=n *m*L(4-6)式中 SL顶板下沉量， m；n-下沉系数，0.250.05,取 0.04;m采高， ( 2.1-2.8) m；L控顶距, m;所以 SL=0.04*2.1*5.仁0.428米=428mm确定规格 Hmax=Mmax-b=2.8-0.96=2.69mHmi

40、n=Mmin-SL-b-a=2.1-0.428-0.096-0.05=1.526m查表选择单体支柱型号为 DZ2.8。4.3.3.3. 综采选择支架：所选液压支架应满足下列要求：1、具有 换行 合理的工作阻力和初撑力,支撑力的分布要适应围岩的 情况,即架型选择合理,液压系统简单可靠;2、能可靠支撑靠近煤避处无立柱空间的顶板,有较大的遮盖率;3、能采取合理的移架方式,能随着采煤及时支护顶板;4、具有与围岩及垮落矸石相适应的挡矸或掩护机构，清矸量少，移步 中不漏矸；5、稳定性好，防滑、防倒、抗水平推力性能良好；6、支架应能可调，当顶底板、煤厚、倾角变化时也能正常移动；7、构件要有足够强度，支架有足

41、够的伸缩余量，且便于搬运安装；8、要有足够的通风断面，能适应高沼气和薄煤层工作面的需要； 首先要考虑工作面的地质条件包括： 1）、顶板性质、2）、煤层厚度、3）、 煤层倾角、 4）、底板性质验算支护强度1、顶板压力估算：据采面煤岩综合柱状图知：砂质泥岩累计厚度为 10.4m,容重2.5t/m3 粉砂岩。细岩、中细砂岩累计厚度为 24m，容重2。8t/m3，加权平均 求顶板岩体容重为：R=10.4*2.5+24*2.8/（10.4+24）（4-7）=2.76t/m32、顶板压力估算：根据邻近采区的经验，顶板压力限 8倍采高的岩石重量。P=8MR（4-8）=8*2.8*2.6=58.24t/m3=

42、0.582Mt/m3式中：P:支架的支护强度；M :采煤工作面采高；R:岩石容重；Q=P*S(4-9)=0.582*1.430*3.867=3218KN式中：Q:顶板压力估算；S:支架支护面积，1430*3867mm23、底板压力估算:P =(Q+G)/S4-10)=(3218+162)/1380*2654=0.9Mpa式中：P'：底板比压；G:支架自重，取162t ；S:支架底座面积，1380*2654mm24、安全性能比较：从以上计算可知：由于计算出来的支架支护顶板的强度、顶板压力、 底板比压均小于拟用支架的设计参数， 所以使用 ZY500018/38 掩护式 液压支架能够满足采面

43、支护要求。采煤工作面质量管理工作面支护方式质量管理制度和要求，1、采面支护 采面支架布置呈两条直线，机头三架和机尾三架呈一条直线，其余支 架排成一条直线。2、端头支护 上端头利用花边梁配合单体支柱沿倾向架棚控制顶板。下端头用工字 钢配合单体柱支护顶板，运输机机头上方用2根4.6m长的花边工字钢 打抬棚，沿走向一梁三柱架设，随采面的推进，交替迈步前移，联锁 长度不小于2.8m,运输两侧必须都打有单体柱，保证起到抬棚的作用。 上下端头放顶线处均采用2排密支柱切顶，柱距、排距均为 0.5m，若 顶板破碎时，要架木垛进行支护，出口高度不低于1.8m，宽不少于0.7m3、超前支护 在机风两巷为锚网支护域

44、，采用补架钢梁的加强支护方式，作为超前 支护， 2.8m 或 3.0m 的钢梁做力梁，单体支柱做腿，一梁两柱，压力 大或顶板破碎时加中柱，为一梁三柱，超前支护长度 20m 范围内棚距 0.6m，20-50m内棚距1.2m，风巷超前支护长度为50m,机巷超前支 护长度到锚固站处。4.4工作面机械设备选择 工作面采用回采设备选择配套4.4.1 采煤机选型 机械化采煤工作面的生产能力主要取决于采煤机的落煤能力，采煤机 装煤能力计算公式为：Q装二(3.14/4) K (D1?;-D2?;) *n*L*换行丫 *6(04-11) 式中 Q 装-采煤机装煤能力， t/h ；K 螺旋的装满系数，一般取0.3

45、0.4；D1、D2-滚筒内外直径， m n-滚筒转速， r/m?n； L-螺旋导程， m；Y-碎煤容重，0.9-1.1t/m?; 要求Q装Q采。采煤机的生产能力计算公式为：Q 采=60*Hm*B*Vc* y (4-12)式中C采-采煤机的生产能力，t/h ;Hm-采高， m;B-截深， m ；Vc-牵引速度， 3-5m/m?n；y-实体煤容重， 1.2-1.4t/m?;；4.4.2运输机选型综合机械化采煤工作面输送机生产能力应与采煤机械(滚筒采煤机 )的生产能力相适应。Q 运K1X K2 采Q (3-13)式中： Q 采：采煤机的计算生产能力， t/h ；K1:运输方向及倾角系数，K1取0.7

46、;K2:采煤机运行与输送机运输方向相同时的修正系数K2= V 运/(V 运-V 采)(3-14)式中 V 运:输送机的链速 m/minV采：采煤机的牵引速度 m/min取4m/min按计算 Q 运选择工作面输送机，选定的输送机生产能力应比采煤机的 计算生产能力大1015%。可伸缩胶带输送机的计算生产能力Q带(t/h)Q 带=(1.5-3.0) XQ4-15)式中Q工作面平均生产能力t/hQ= Q 班/tQ班工作面班产tt每班割煤时间t(1.5- 3.0)生产不均衡系数取1.5根据上述公式，才能合理地对运煤设备选型Q 运K1X K2 采QQ= Q 班/tQ 带=(1.5-3.0) X Q4.4.

47、3转载机及其供电设备选型计算方法与选择设备主要指标。444工作面支护采用ZY5000-18/38掩护式液压支架。4. 5掘进工作面生产组织4.5.1 区段平巷掘进工作面巷道断面，掘进断面 11.0m2；巷道净断面 9.89m24.5.2主要掘进机械设备配套，EBJ120 掘进机一台、液压锚杆机一台、 500KVA 移动变电站一台、SP-650可缩胶带运输机5部、DN52-350馈电三台、QC83-80磁力启动 开关若干台、简易 800皮带一部、QC83-225真空开关若干台、28KW 风机两台、煤电钻两台。4.5.3掘进工作面工艺组织方式，施工方法采用EB120掘进机割煤（刚开工时采用煤电钻打

48、眼放炮，耙斗机耙渣），后跟胶带运输机出碴。采用风动锚杆机或液压锚杆机钻 眼进行锚杆锚索支护或架棚支护。施工工序交接班验收-整改隐患-开工准备-掘进机割煤出渣（刚开工 时采用煤电钻打眼放炮）-敲帮问顶-前探支护-运料-永久支护一进 入下一循环 -交接班自检验收。工作制度采用 “三八”工作制，勤杂班负责生产物资供应， 机电班负责各 种机电设备检修和维护，看风机工和皮带司机均为专职人员，现场交 接班。表 4-3 劳动组织图表 工种人数班次直接工辅助工其中跟班工长合计运输司机换行机电工看风机一班 87511116二班 87511116三班 87511116检修班 718在册合计 31211533456

49、4.5.1.1作业规程1、内容符合煤矿安全规程及上级有关规定；2、施工时地质条件变化时有补充措施；3、内容齐全，外观整洁，图文清晰，保存完好；4、审批、贯彻手续完备，有贯彻、考核和签名纪录 4.5.1.2作业地点综合防尘措施1、采取湿式钻眼；2、定期冲洗巷帮，耙斗机扒渣时采取洒水降尘措施；3、爆破使用水泡泥、喷雾降尘，巷道内有两道水幕，且水幕可雾化全 断面；4.5.1.3、粉尘浓度较大时，作业人员必须佩戴防尘口罩 4.5.1.4巷道文明生产标准1、巷道内无杂物，无淤泥，无积水（淤泥、积水长度不超过5 米，深度不超过 0.1 米）；2、浮煤（矸）不超过轨枕上平面，水沟畅通；3、材料、工具摆放整齐

50、，挂牌管理；4、管线吊挂整齐。4.5.1.5施工图板1、作业场所有施工断面图、炮眼布置三视图、爆破说明书和避灾路线 图；2、图板图文清晰、正确，保护完好；3、图板悬挂位置合理，便于施工人员观看；4、现场人员熟知三图一表。4.5.1.6掘进安全设施1、上下山掘进安全设施齐全有效， 安全间隔距离符合 煤矿安全规程 规定；2、掘进工作面必须按照防突措施要求严格落实；3、工作面应按规定设置隔爆设施；4、采用锚杆支护的巷道必须对顶板离层进行监测，测点布置符合作业 规程规定，并有记录牌板显示。第五章，矿井主要生产系统5.1、矿井提升 主提升系统有主立井和主斜井系统， 其中主立井提升机于 04年 7月由 前

51、苏制2X4X1.绞车改造为洛阳中信重机公司的 2JK4X1.7双滚筒提升 机，配套电机容量为2X 630KWZ提升容器为8吨型箕斗，提升高度218.9 米，主要担负戊七采区、戊三采区、二水平戊一采区东翼、三水平戊 一采区的运输提升任务 （主立井提升能力为 192 万吨/年）；主斜井系统 为两台GDS-100型钢丝绳牵引胶带输送机，每台输送机配套电机容量 为2X400KV，运输距离为1490米，兼作输送人员，主要担负二水平戊 一采区西翼、戊二采区、 换行三水平丁一采区的运输提升任务 （主斜 井年生产能力为 173X 2=346万吨 ）。辅助提升系统有院内副井、北一和北二副井提升系统，主要担负下放

52、 物料、提升矸石、升降人员的任务。院内副井提升系统：提升机为捷 克生产的2X4X 1.型绞车，配套电机容量为 470KW,提升容器为单绳 单车三吨罐笼，提升高度 177 米。北一副井提升系统：提升机为JKMD2.8 X型绞车，配套电机容量为 2X 630K,提升容器为多绳单车三吨罐笼，提升高度 513 米。北二副井提升系统：提升机为JKMD3.5 X（I） E型摩擦提升机，配套电机容量为 1000KW,提升容器为多绳单车双层三吨罐笼，提升高度 703 米（院内绞车、北一绞车、 北二绞车年生产能力分别为 384万吨、278万吨、184万吨）。5.2、矿井运输井下主运输系统由胶带运输和轨道运输系统

53、组成。胶带运输：戊一系统有戊一 1-5部 1 .2米皮带和六部 STJ1200X3X250S型钢丝绳芯引胶带输送机（运行速度 2.0m/s） ，服务于一水平及二水平戊一采区西翼；戊七系统有戊七一部STJ1200X 4X 28钢丝绳芯引胶带输送机、戊七二部STJ12O0X 3X 28型钢丝绳芯引胶带输送机（运行 速度2.5m/s），服务于三水平和二水平戊一采区东翼（戊七皮带系统、 戊一皮带系统年运输能力 380 万吨、 303 万吨 ）。采区主要生产系统5.2.1 运输系统主要运输设备有：工作面胶带输送机，多点驱动皮带皮带型号:SSM/10分别为002 X 132+132主滚筒：800mm卸载滚

54、筒：600mm导向滚筒：400mm电动机型号:YB315-4功率:132KW（南阳）电流 ：235.2A 转速 ：1480r/min电压:380/660V接法:/Y 减速机型号:DCY40圆锥圆柱齿轮减速机输入轴数：1500r/min传动比:1 : 25输入功率：450KW油量:125kg各减速机型号：主滚筒： DCY400IIN副滚筒： DCY400IS子机： DCY400IIS戊二皮带下山胶带输送机：戊二高强皮带机：皮带型号ST3150 X 1000(9+8+9)电机型号:YB335M2-4功率:250KW(可南南阳防爆)减速机型号：DCY-500传动比:1 : 40转速:1500r/mi

55、n输入功率:690KW质量:4300kg主滚筒：1400mm卸载滚筒：1400mm联轴节:YO)600规格:9090闸电机:型号:Y BOZ302功率:250KW电压:660V转速:3000r/min 电流:0.3A给煤机型号： K4重量：2737kg轴键：12mm减速机型号： JZQ500减速比： 1: 15.75电动机型号:YB200L6电压:660V 功率:17KW电流:22.8A小底规格:410 x 300(mm)高强减速机各台型号：输入功率:550KW 号机:DCY5040IVS 号机:DCY5040TIIN 号机:DCY5040IVN5.2.2轨道运输：二水平大巷原采用架线式电机车

56、运输方式， 2005年经瓦斯升级改造， 全部更换为防爆特殊型矿用蓄电池电机车， 有 25台 XK129/192-2KBT 型蓄电池电机车运行，承担二水平戊二采区、三水平丁一采区的主运 输任务，同时输送物料和运送人员，其中 9 台用于主运输。三水平大 巷有 4 台 XK129/192 型畜电池电机车，输送物料和煤炭以及运送人 员，轨道长度 2906 米，道岔 23 副。矿井斜巷运输共有十二条主要轨道：戊七斜井轨道、暗斜井轨道、戊 七岩石轨道绞车、 戊七沿煤轨道、 戊一上山轨道绞车、 戊一下山轨道、 戊二轨道、-240轨道、-360轨道、三水平丁一轨道、 三水平戊一轨道、 三水平丁二轨道，其中 -360 轨道兼作输送人员 (轨道运输年运输能力为 149 万吨)。5.2.3、通风系统PMY具有完整独立的换行通风系统，目前有三组主要通风机做联合抽出式运转，矿井通风方式为多进风井、多回风井混合式通风，通风方法为抽出式；矿井实行分区通风。 进风井有一水平主井、副井；二水平主斜井、北一进风井和北二进风 井 5个井筒；回风井有戊七斜井、 北一回风井、北二回风井 3 个井筒。 全矿井总进风量 26695m3/min ，总排风量 267