煤矿实习报告Word格式.docx

1、第一章 矿井概况及地质特征第一节 矿井概况一、地理概况及交通情况阳泉煤业集团三矿煤业有限责任公司为一国有大型煤炭企业，位于山西省阳泉市西部的矿区，距阳泉市中心7.5km，覆盖阳泉市郊区平坦镇的14个自然村庄。交通：往西有石太线沿桃河南岸横穿整个矿区直达太原，与南北同浦线接轨，往东至石家庄与京汉、石德线接轨，井田南部有307国道和太旧高速公路，东至石家庄（112km），西至太原（119km）。矿区四周均有公路直通各个乡镇，形成网状交通运输系统，交通条件及其便利。二 、井田范围 北部以矿区独立坐标系纬线106500为界（人为边界）与国阳新能一矿相连；南部以桃河为界（自然边界）与国阳新能二矿相望；西

2、部以矿区独立坐标系经线86600为界（人为边界）与阳煤集团新景矿相连；东部为以蒙村河为界（自然边界）与阳煤集团四矿（报废）相望（自然边界），井田面积29.16 km2。竖井扩二区是阳泉煤业集团三矿煤业有限责任公司生产采区之一。第二节 采区地质特征一、地层情况本区15#煤层为上石炭统太原组煤层。地层厚约126米，主要岩性为粉砂质泥岩、细一粗粒砂岩、灰岩、泥岩及各煤层。15#煤层为稳定可采煤层。二、煤层及顶底情况本区煤层总厚3.538.37m,平均6.27m,净煤厚3.36m8.03m，平均厚6.31m15煤煤层结构复杂，主要含三层结石：上部距顶板0.70m左右的八寸石，层位较稳定，厚约0.08m

3、：八寸石下方1.57m附近，发育一层稳定性差的夹石，厚约0.07m;距煤层地板平均1.59m附近的连岩石，层位较稳定，平均厚约0.12m。另外，在本区南部距地板0.7m范围内，发育煤与夹石互层现象（俗称驴石），属原生沉积所致。综观本区东部高西部低，北部高南部低，最大标高606m，最低标高446m，高差140m，煤层倾角213，平均6左右。顶板：老顶为四节石，厚度：5.70m18.51m，平均厚度11.82m；主要岩性特征（含水性）：由两层泥岩、三层灰岩组成局部赋水。直接顶为泥岩，厚度：0m4.88m；主要岩性特征：黑色，局部相变为粉沙质泥岩。根据区内钻孔分析，直接顶中部分布较普遍，且向西呈增厚

4、趋势，其它地区仅零星分布;老顶四节石灰岩由东到西呈变薄趋势，但幅度较小，西南部厚度最薄。直接顶中部较厚，向东、向西变薄，西南部局部缺失。底板：直接底为粉沙质泥岩，厚度：0m4.37m；平均厚度：2.28m；灰黑色，局部有高岭石泥岩。老底为细砂岩，厚度：1.40m5.30m；灰白色，含水性弱。三、煤质物理特征：颜色：钢灰色；光泽：金属光泽；硬度：23；容重：1.435；煤岩类型：光亮、半光亮型为主。工业指标：水分（M）1.04；灰分：（A）17.4；挥发分（V）:8.55；硫分：（S）;发热量（Q）:35.7MJ;工业牌号：WY-3.15#煤呈钢灰色，有金属光泽，硬度为2-3，容重1.435，呈

5、光亮、半光亮型。其主要工业指标为：煤层MAVFCSPQY工业牌号15#1.4019.398.552.3236.09MJ/KgWY-3四、地质构造地质构造（含陷落柱、岩浆岩及古河床、冲刷等）：综观本区15煤层有三个构造形态复合而成，西部为轴向NE的向斜，两翼倾角311；中部为驼峰构造形态（穹窿盆地穹窿），煤层倾角36东部为走向NE，倾向SE的单斜形态，煤层倾角27之间。预计中部驼峰构造一带及西部向斜两翼断裂构造较为发育。本区上覆仅裕公井3#煤扩二区开采，根据3#煤扩二区及15#煤层邻近采区分析，在东南地带陷落柱较发育（上方3#煤共揭露7个陷落柱），其中，预计长轴在50120 m不等，短轴4070

6、m之间，其他地段陷落柱发育较差。五、 其他影响因素（1）本区瓦斯主要来自其上部邻近煤岩层（特别是12#煤层，与15#煤层平均层间距约40.06m）。当15#煤层开采时，受采动影响，在矿井的负压下上部邻近层瓦斯沿采动裂隙大量下行。建议开采时间利用高抽巷等形式，加强瓦斯抽放工作及监测。预 计本层涌出量邻近层涌出量涌出总量绝对涌出量（m3/min）63541相对涌出量（m m3/min）317.520.5（2） 扩二区平均盖山厚度500 m左右，15#煤层埋藏较深，地温地压相对较高，采掘期间应加强管理。同时，受采动影响，裂隙发育，透气性较好，供氧充分，在采掘时，应加强煤层自燃的防治工作。第三节 矿井

7、基本情况一、矿井储量及其分布情况1、总储量（包括弃采后未报损储量）矿井主要可采煤层有3、12和15煤层，6、8、9煤为局部可采煤层。现开采煤层为3、15煤，截止2008年6月底全矿剩余地质储量19327.5万吨；实际可以采出的储量5242.17万吨（包括可布置正规工作面的储量及煤柱、边角煤可回收储量）。2、具备大规模开采条件的储量及其分布目前，具备大规模开采条件的可采储量为3337.365万吨,分布在3煤裕公井扩二区、竖井15煤扩一区、扩二区、扩三区和扩四区。二、采掘队组的配置目前，我矿有三个综采队和一个生产准备队、三个开拓队、三个掘进队、一个技措队。其中裕公井一个综采队，竖井有二个综放队，一

8、个生产准备队，三个开拓队和三个掘进队，技措队担负全矿的工程准备工作。三、分阶段原煤生产能力及服务年限由“十二五”煤炭专项规划资料显示：根据我矿煤炭资源储备情况和现有队组配备情况，将我矿产能规划分为五个阶段。1、2008年07月2011年12月底，矿井生产年能力为420万吨/年。2、2012年01月2014年07月底，矿井生产年能力为350万吨/年。3、2014年08月2018年05月底，矿井生产能力为280万吨/年。4、2018年06月2021年02月底，矿井生产年能力为120万吨/年。5、2021年03月2028年08月，矿井平均年生产能力为60万吨/年（边角煤及煤柱的回收阶段）。第二章 矿

9、井开拓与开采第一节 矿井开拓部署一、开采水平 三矿竖井主采15#煤，采用斜井、立井综合开拓方式,现有二个生产水平，606m生产水平即竖井九采区、十一采区、扩四区，560m生产水平即扩一区、扩二区、扩三区、高抽巷。第二节 矿井生产系统一、主、副井提升竖井主井提升形式包括主井箕斗提升、钢绳芯胶带输送机（主皮带）、运输、（裕公井）三吨底卸车。竖井副井提升为单绳缠绕式提升机, 采用一对3吨普通罐笼提升，电机为ATB1020M，550KW，配交流提升机电控装置，PLC控制系统.副井提升机主要担负提升矸石、上下材料和升降人员任务。绞车型号为2JK-4/11.5。二、井下排水系统三矿竖井主水平（602m）峒

10、底中央泵房安装MD155-307型离心式水泵三台，其中一台工作，一台备用，一台检修。沿副立井井筒安装250mm排水管路两趟（一趟工作，一趟备用），排水高度为146m。2009年矿井实际正常涌水量37.243m3/h，实际最大涌水量为75.399m3/h。矿井设主、副水仓，水仓总容量为1400m3。三、瓦斯抽放三矿地面建有大脑沟和神堂嘴两个抽放泵站，大脑沟抽放站安装罗茨型干式抽放泵4台，其中1台运行，3台备用。神堂嘴抽放站安装煤矿用湿式罗茨真空泵2台，水环真空泵2台,其中1台运行，3台备用。四、供电系统三矿地面供电系统是由三个35KV变电站为中心，包括六个6KV配电室组成。三个35KV变电站的供

11、电方式为环形供电，其电源由矿区110KV/35KV变电站331号、332号配电盘，采用LGJ240型架空线送至蒙村站，距离为616m。蒙村变电站（属一次站）分别向马家坡变电站、东西畛变电站各馈出一趟35KV架空线。马家坡站与东西畛站之间的有一趟35KV架空线，互为马站和东站的备用线。蒙马线采用LGJ1855840M架空线，蒙东线采用LGJ1859363M架空线，马东线采用LGJ1853676M架空线五、矿井运输方式竖井606水平电车大巷采用ZK106/550架线电机车牵引四吨底卸式矿车环形车场运输，底卸式煤仓装卸煤。顺槽、采区采用胶带输送机运输。运煤系统：采掘工作面原煤工作面刮板输送机工作面进

12、风顺槽转载机工作面进风顺槽胶带输送机采区胶带输送机采区煤仓然后分两路运输。第一路：竖井大巷电机车（ZK106/550型）牵引4t底卸式矿车（1）井底底卸煤仓主井箕斗提升选煤厂（2）五横管底卸煤仓主皮带输送机选煤厂第二路：606660水平暗斜井胶带输送机裕公东井底卸仓660780水平暗斜井胶带输送机780水平西八煤仓裕公西井电车大巷电机车（ZK106/250型）牵引4t底卸式矿车井口底卸仓选煤厂。物料运输系统：裕公东井地面车场裕公井材料斜井暗斜井竖井井底车场电车大巷运输采区车场采区轨道巷采掘工作面回风巷工作地点。人员运送：该井入井人员通过裕公井660水平电车大巷运输，经过660-606两井猴车巷

13、到达该井各采区。排矸系统：开掘工作地点采区轨道巷采区车场电机车大巷运输竖井副立井井底车场竖井副立井地面。第三节 采区巷道布置根据集团公司及矿相关文件和扩二区的具体情况，我们把工作面采长控制在250260m之间。竖井15#煤扩二区的设计为八个回采工作面。本方案将扩二区布置为八个回采工作面，分东、西两翼开采。1、扩二区东翼设计为二个工作面，K8202和K8204，工作面的走向长度1553米；工作面的采长分别为260米、252米。2、扩二区西翼设计为六个回采工作面、K8201、K8203、K8205、K8206、K8207、K8208，工作面的走向长度1724米；工作面的采长为260米。第四节 工作

14、面掘进工艺一、掘进方法（以K8203回风为例）巷道施工方法采用综掘机按设计要求一次切割成巷，刮板输送机、带式输送机运输。正常情况下，要按综掘机截割流程图进行；如遇煤层较软时，可先割上部，待顶板支护完毕后，再割底煤。如遇无炭柱、断层等地质构造，综掘施工难以进行，施工方法采用人工爆破、综掘机装煤（岩），刮板输送机、带式输送机运输。二、支护工艺流程1、回风顺槽综掘机割煤、装煤、出煤（同时钻孔安装滞后的帮锚杆和帮锚索）临时支护钻孔安装顶锚索和加强锚索（钻孔安装帮锚杆并联顶、帮网）下循环。2、遇构造回风顺槽（1）采用人工出矸时，爆破前加强维护煤头铁棚钻眼装药爆破临时支护出矸钻孔安装顶锚杆打加强锚索支设铁

15、棚下循环。（2）采用综掘机出矸时爆破前加强维护煤头铁棚钻眼装药爆破出矸临时支护钻孔安装顶锚杆打加强锚索支设铁棚下循环。三、综掘施工方式1、设备配备：MRHS10041型综掘机一台。2、施工工艺流程：安全检查标定中腰线试机进刀、割煤，出煤（钻孔安装滞后的顶帮锚杆和锚索）安全检查临时支护照好中线钻孔安装顶锚杆（索）、中路锚索及帮锚杆下一循环。四、管线敷设方式及设备配备表 1、管线及轨道敷设方式表序号名称规格型号数量/m吊挂方式与工作面间距/m轨枕距/m轨枕高低差/mm轨道接头间隙/mm1轨道22Kg/m69608025风筒6008003570悬吊5风管3寸304水管2寸缆线70mm2电缆钩1002

16、、设备配备表型号主要技术特征皮带输送机SJ80型功率：240KW 带宽：800mm刮板输送机SGW40（80）型40KW或240KW生产能力：150t/h调度绞车JD11.411.4KW牵引力：1000kg钻 机MQT90（70）型工作压力：0.40.63MPa额定转矩：70N.m推进力：7.4KN风 煤 钻MZS602部/头风 机FBS7.5/45综 保BLZ2.5电动油泵KZB0.6363电机功率：0.75KW额定压力：63MPa涨拉千斤YCD180、YCD200额定涨拉力：180KN、200KN，涨拉行程：150mm涨拉油压面积：35.08m2五、劳动组织1、作业形式以“四六”作业制（一

17、班检修、三班掘进）为主。根据实际情况，也可采用“三八”作业制。2、劳动组织劳动组织定员见后表，在实际工作中既要有分工，又要有相互配合，共同完成生产任务。（1）严格执行现场交接班制度，杜绝“二早一迟”，即早收工、早上井、迟下井。（2）上一班必须向下一班交待清楚本班存在的问题，经下班验收通过，方可上井。劳 动 组 织 图 表 班次工种炮 掘综 掘8点班4点班0点班检修班中午班晚6点工长安全员记录工打眼工支护工综掘机司机带式输送机司机刮板输送机司机机修工下料工清煤工电钳工送饭工成本员各班小计30152714合计6069第五节 采煤方法根据煤层赋存条件，综合现有采掘设备以及我矿开采技术、管理水平、开采

18、习惯等因素，本设计将采煤方法规定为走向长璧后退式放顶煤综采一次采全厚采煤方法，全部跨落法管理顶板。第六节 工作面回采工艺根据我矿的地质条件和采区巷道煤柱留设的实际经验，采区大巷靠采空区侧留设50m煤柱，采区巷道之间留20m煤柱，工作面顺槽留10m煤柱。一、本工作面采用走向长壁后退式开采，综采放顶煤工艺。采用 SL-750型电牵引双滚筒采煤机割煤、装煤。ZF62001.7/3.2型低位放顶煤液压支架和ZFG66001.7/3.2型过渡架管理顶板，顶板管理采用全部垮落法，即随着工作面向前推进，拉移液压支架，机头（尾）落山回柱放顶，使顶板自行垮落。二、工作面支护及顶板管理工作面采用ZF62001.7

19、/3.2型低位放顶煤液压支架支护顶板。工作面端头安装ZFG66001.7/3.2型过渡架支护顶板。全部跨落法管理顶板，即随着工作面向前推进，拉移液压支架，机头（尾）落山回柱放顶，使顶板自行跨落。三、工作面割煤、装煤、运煤工作面采用SL-750型电牵引双滚筒采煤机割煤、装煤。工作面前、后溜分别运送采放煤。四、劳动组织及作业方式工作面劳动组织为“二九一六制”作业，二班生产，一班检修，作业方式为追机作业。五、循环数及推进度工作面循环进度为0.8m，煤层平均厚度为6.27m，工作面长260.8m，循环产量1633吨，日产量6532吨。日循环个数4个。日进3.2m，月进96m，年推进度1152m。劳 动

20、 组 织 表工 种一班二班工 长副工长机组工9煤溜工皮带工10227支架工816泵 工端头维护工2011电 工12备件工13放煤工合 计3246110第三章 矿井通风第一节 矿井通风系统矿井通风方式采用中央并列、边界混合（抽出）式，进风井共5个，分别为竖井主、付井、联合材料斜井和东西畛、马家坡进风立井，回风井3个，分别为东西畛3.55米回风立井、马家坡3.2米回风立井、新村2.8米回风立井；进、回风井通风系统相对独立。九采区、十一采区由马家坡3.2米主要通风机负担，扩一区、扩二区、扩三区、高抽巷由东西畛3.55米主要通风机负担，扩四区由新村2.8米主要通风机负担，十一采区布置轨道巷（进风巷），

21、皮带巷（进风巷），专用回风巷，扩一区、扩二区、扩三区、高抽巷布置轨道巷（进风巷），皮带巷（进风巷），专用回风巷（高抽巷正巷为进风巷，副巷为回风巷）。第二节 采区通风系统本采区采用分区抽放式独立通风方式。通风系统，采区所需新鲜风由扩区轨道巷进入，乏风经总回风联络斜巷进入东西畛风井排出地面。第三节 掘进通风本采区掘进工作面采用局扇压入式通风方式。通风系统，工作面所需新鲜风由扩区轨道巷进入各联络巷，由局部通风压入掘进工作面，乏风由掘进面经采区回风巷进入东西畛风井排出地面。第四节 风量计算与分配1、回采工作面风量计算工作面配风量：Q采=Q h+Qw=100q采+ qW/2.5% K CH4=720+9

22、.2/2.5%1.45=1088=1577.6 m3/min其中：Q采：采煤工作面实际需要风量，m3/minq采：采煤工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，取7.2m3/min；qw：采煤工作面尾巷的风排瓦斯量，取9.2m3/min； K CH4：采煤工作面瓦斯涌出量不均衡通风系数。在正常生产条件下，工作面一个月中日最大绝对涌出量为23.78m3/min，月平均日瓦斯绝对涌出量为16.4 m3/min，其比值为1.252。计算取1.25。按工作面温度选择适宜的风速计算需要风量Q采=60V采S采=601.012=720 m3/min按回采工作面同时作业人数计算需要风量Q采=4N=

23、435=140 m3/min按风速进行验算15S=1512=180 m3/min240S=24012=2880 m3/min回采工作面需要取其中最大风量1577.6 m3/min，大于15S，小于240S。回采面需要风量1578 m3/min符合要求，计算时取1578 m3/min。（二）备用工作面需要风量准备面布置专用排瓦斯巷“Y+I”综放工作面需要风量计算，由于尾巷和进风巷已构成系统按备用面计算风量：按综放工作面回风流（尾巷）中瓦斯浓度不超过1%计算需要风量。风排绝对瓦斯量1.5 m3/min，瓦斯涌出不均衡通风系数1.2。Q k8202=100q 采K CH4=1001.51.2=180 m3/minQ k8202=60V 采S 采=600.510=300 m3/min