煤矿安全工程专业实习报告.docx

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1、平安工程专业实习报告学 号:姓 名:班 级: 指导老师：实习地点：实习时间：*年2月16日至*年3月12日实习报告完成时间：*年3月12日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。井田中深部大局部不 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. 0米。煤厚 0. 29-2. 19米，平均煤厚1. 28米，属较稳定煤层。在2 7-33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

2、，偶见一层夹肝，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2 6-28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，一般无夹肝。目前，*主采丁组、戊组煤层，分别为：丁 6、戊8、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。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

3、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，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 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

4、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。地表全被黄土掩盖，从26、27勘探线剖面图看，26-12孔、27-15 孔、2 7-9孔，井下戊8-10-21171采面、戊8-10-21151采面、戊8-10 21191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

5、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。（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 6-21150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/T9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

6、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 9 3 5及3 4 6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断层为主

7、，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100700米，一般200300米。2. 5. 3、水文地质条件*井田内水文地质条件比拟简单，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及第四系含水层。其中， 对*有

8、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14m3/h, 矿井水主要来自二水平和三水平。2006年，*矿

9、井实际涌水量平均801.59 m3/h,最大涌水量为1354 m3/h,最小涌水量 441. 2 m3/h0第三章开采技术条件3.1、瓦斯据历年*瓦斯鉴定结果说明，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煤层瓦斯试验成果说明，瓦斯含 量与煤层埋藏深度基本成正比，如戊煤组煤层埋深600米时，CH4含量 最大的为6. 56ml/g,而埋深700m时，CH4含量平均在1 5. 0

10、ml/g以上， 最大可达27.20ml/g。同时说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. 6972 ml/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. 227 ml/g之间，平均 7.85ml/go2004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 定我矿为煤与瓦斯突出矿

11、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各煤层的自然发火期和煤尘爆炸指数期 火 发 然)自1期 火 发 然)自1煤尘爆炸指数T 6戊86835. 7736.27%戊9戊106836.4944.14%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。2.4、 地温.本井田恒温带温度为17.2。C,深度为25米。地温

12、梯度平均值为 3.02 C/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、副立井、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

13、个，分 别为：一水平主井、一水平副井、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。表4-1附井筒参数表参数井底车井口场长度规格名称标高标高坡度(m)(m )(m)(m)用途一水平主井一水平副井一水平戊七斜井二水平皮带主斜井 二水平轨道暗斜井 北一进风井北一回风井北二进风井北二回风井三水平皮 带暗斜井+ 152+ 152+ 152+ 152-25+ 272+ 272+ 186+ 186-270-25-25-25-240-240-240-240-517-36

14、09009001201501701804090090090090030150216182760132069454351273154517104)6. 0“ 6. 5(4. 7X(4. 9X(4. 9X0 6. 5“ 5. 54)7. 00 6. 0(4. 5X一对9 t箕斗一对3 t单层罐轨道两部钢丝绳皮轨道一对3t单层罐双层3 t单罐笼+一部强力皮带出煤、进风运输物料、 人员、进风 运输物料、回风出煤、上下人员进风运输物料运输物料、 人员、进风 二水平回风运输物料、 人员、进风 三水平回风出煤3. 2) 运输机目前，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、

15、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，计划开掘总进尺29000米。各采区目前的生产分布见附表7。表4-2*采区及采掘工作面分布掘进工作面水平 采区戊三 戊 8o-F2315O、 戊一水平戊七戊一戊二戊三80-F23130戊80-F17000备用面戊80-F17073备用面戊 80-21 192戊80-2 1 1 52备用面戊 8-22220二水平戊一丁一三水平 丁二戊 8-31100戊 90-3 1 020T 6-31090T 5-32060T 6-32040备用面戊三下部集中进

16、风巷戊8-22120风机巷戊三回风下山、轨道下山、皮带下山戊8-23030风巷戊8-3 1080机、风巷T 6-32010机巷、尾巷丁二回风下山、丁二皮带下山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 80-21 152 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80-211924. 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

17、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

18、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2008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，减少和防止冒顶事故，有利于平安生产，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.

19、45m 左右，确定本采区综采工作面破煤采用螺旋滚筒，以一定转速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，那么截 齿不切入煤体，那么切削厚度为零，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 ) * 1 03(4-1)h切削厚度mmm滚筒同一圆周上的截齿数n滚筒传数 r/minv牵弓速度 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3 5m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

20、、装煤运煤：综采工作面的装煤是由螺旋滚筒前后的旋转直接完成的。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 NK1XK2XQ 采（4-2）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；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4 m/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%0可伸缩胶带输送机的计算生产能力

21、Q带（t/h）Q 带=(1. 5- 3. 0) XQQ 带=(1. 5- 3. 0) XQ(4-3)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 2K1XK2XQ 采Q= Q 班 /tQ 带=(1. 5- 3. 0) XQ4. 3支护方式，、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 6250 X 1430 X

22、1800mm,前梁长 3. 867m,支撑高度 1800-3800mm, 架间距1500mm,移架步距0.8m,泵站压力31. 5MPao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,假设顶板 破碎时，要架木垛进行支

23、护，出口高度不低于L8m,宽不少于0.7m。 4. 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。、采空区处理及控顶距确实定目录第一章前言5第二章矿井基本概况62. 1地理位置62. 2地形地貌62. 3主要河流72. 4气象及地震72. 5、井田地质特征75. 1矿井地层72. 5. 2地质构造、构造类型105. 3水文地质条件12

24、第三章开采技术条件133. 1瓦斯133. 2煤尘133. 3煤的自燃143. 4地温14第四章矿井开拓开采及工艺144. 1开拓方式144. 2开采方法174. 2. 1工作面回采工艺174. 3支护方式194. 3.1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确实定204. 4工作面机械设备选择234. 1采煤机选型234. 4. 2运输机选型24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，为了平安生产，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控顶距确实定依据：L 小=d + e(4

25、-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 0.20.4m 取 0. 4ms 采煤机截深0. 8m所以： L 大=3. 9 + 0. 4 + 0. 8= 5. ImL 、 = 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, IX 0. 04；m米图,(2.

26、 1 - 2. 8 ) m ；L控顶距，m ；所以 SL = 0. 04*2. 1*5. 1 = 0. 428 米=428mni确定规格 Hmax = Mmax-b = 2. 8-0. 96 = 2. 69mHmin=Mniin-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. 8o4. 3. 3. 3.综采选择支架：所选液压支架应满足以下要求：1、具有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

27、随着采煤及时支护顶板；4、具有与围岩及垮落砰石相适应的挡砰或掩护机构，清肝量少，移步 中不漏肝；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

28、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。(4-8)P = 8MR=8*2.8*2.6=58.24t/m3=0. 582 Mt/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，14303867mm23、底板压力估算：P =(Q + G)/S(4-10)=(3218 + 162)/1380*2654=0.9Mpa式中： P:底板

29、比压；G：支架自重，取162t；S：支架底座面积，1380*2654mm24、平安性能比拟：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ZY5000 18/38掩护式 液压支架能够满足采面支护要求。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

30、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,假设顶板 破碎时，要架木垛进行支护，出口高度不低于1.8m,宽不少于0.7m。 3、超前支护在机风两巷为锚网支护域，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

31、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=(3. 14/4) K ( Dl2-D22 ) *n*L* 丫 *60(4-11)式中Q装-采煤机装煤能力，t/h；K螺旋的装满系数，一般取0.30.4；DI、D2-一滚筒内外直径，mn滚筒转速，r/m j n ；L螺旋导程，m ；Y -一碎煤容重，0. 9-1. lt/m3 ；要求Q装Q采。采煤机的生产能力计算公式为:Q 采=60*Hni*B*Vc* 丫 ,（4-12）式中c采一-采煤机的生产能力，t/h；Hm米高，m ；B截深，m ；Vc牵引速度，3-5 m/m j n ；丫-实体煤容重，1.2-1. 4

32、t/m3 ；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。(3-13)Q 运NK1XK2XQ 采式中： 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；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/mi nV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%o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) XQQ 带=(1.

33、5- 3. 0) XQ(4-15)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 2K1XK2XQ 采Q= Q 班 /tQ 带=(1. 5- 3. 0) XQ转载机及其供电设备选型计算方法与选择设备主要指标。4. 4. 4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IL 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、500K

34、VA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 关假设干台、简易800皮带一部、QC83-225真空开关假设干台、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EBJ120掘进机割煤(刚开工时采用煤电钻打 眼放炮，耙斗机耙渣)，后跟胶带运输机出硝。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 交接班验收一整改隐患一开工准备一掘进机割煤出渣(刚 开工时采用煤电钻打眼放炮)一敲帮问顶一前探支护一运料一永久支护 进入下一循环一交接班自检验收。工作制度 采用“三八”工作制，勤杂班负责

35、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 工运输 司机其中机电工看风机跟班工长合计一班87511116二班87511116.三班87511116检修班718在册合 计312115334564. 5. 1. 1 作业规程1、内容符合煤矿平安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

36、；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01米）；2、浮煤（肝）不超过轨枕上平面，水沟畅通；3、材料、工具摆放整齐，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。5. 5.1. 6掘进平安设施1、上下山掘进平安设施齐全有

37、效，平安间隔距离符合煤矿平安规程 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 月由前苏制2义4 X 1. 7绞车改造为洛阳中信重机公司的2 JK4 X 1. 7双滚 筒提升机，配套电机容量为2 X 630KW,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

38、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2 X 400KW,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、三水平丁一采区的运输提升任务（主斜井 年生产能力为173 X 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 放物料、提升肝石、升降人员的任务。院内副井提升系统：提升机为捷 克生产的2义4义1. 2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. 8X4型绞车，配套电机容量为2 X 630KW,提升容器为多绳单车 三吨罐

39、笼，提升高度513米。北二副井提升系统：提升机为JKMD3. 5X4 （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）。5.1、 矿井运输井下主运输系统由胶带运输和轨道运输系统组成。胶带运输：戊一系统有戊一 1-5部1. 2米皮带和六部STJ1200 X 3 X 250s型钢丝绳芯引胶带输送机（运行速度2. 0 m/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STJ1200 X 4 X 280S型钢丝绳 芯引胶带输送机、戊七二部STJ1200

40、 X 3 X 280S型钢丝绳芯引胶带输送机 （运行速度2. 5 m/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 卸载滚筒：600mm导向滚筒：400mm电动机型号：YB3154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：DCY400一圆锥圆柱齿轮减速机输入轴数：1500r/min 传动比：1 ： 25输入

41、功率：450KW 油量：125kg各减速机型号：主滚筒：DCY400IIN副滚筒：DCY400IS子机：DCY400 IIS戊二皮带下山胶带输送机：戊二高强皮带机：皮带型号ST 3150 X 1000 (9 + 8 + 9)电机型号:YB335M24 功率：250KW (河南南阳防爆)减速机型号：DCY 500 传动比：1 ： 40 转速：1500r7min输入功率：690KW 质量：4300kg主滚筒：1400mm 卸载滚筒：1400mm联轴节:Y0X600 规格：9090闸电机：型号：YB0Z302功率:250KW电压:660V转速:3000r/min 电流：0. 3A给煤机型号：K-4重

42、量：2737kg 轴键：12mni减速机型号：JZQ 500减速比：1 ： 15. 75电动机型号:YB200L1 6 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：DCY50040IVS号机：DCY5 0040IIIN号机：DC Y5 0040 1VN5. 2. 2轨道运输：二水平大巷原采用架线式电机车运输方式，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XK124. 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24

43、5. 2主要掘进机械设备配套255. 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275. 1矿井提升272矿井运输285. 2.1运输系统282.2轨道运输305. 2.3通风系统302.4矿井排水335. 2.5矿井供电332.6瓦斯抽放345. 2.7矿井防尘342.8矿井防灭火345. 2. 9井上下、矿内外调度通讯情况352. 10矿井监测、监控系统35地面生产系统36第六章平安技术管理措施365. 1采煤工作面平安技术管理的有关规定366. 1. 1综采工作面初采初放平安技术措施366. 1.2末采措施376. 1.3防水平安措施376. 1.4防火平安措施396. 1

44、.5防尘平安措施39防顶板事故措施396. 1. 7周期来压时期顶板管理措施40第七章存在缺乏和建议419/192 2KBT型蓄电池电机车运行，承当二水平戊二采区、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

45、运输年运输能力为 149万吨）。5. 2. 3、通风系统*具有完整独立的通风系统，目前有二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26735m3/min,有效风量24151 m3/min,有效风量率88%；矿井漏风率为2.6%,矿井等积孔9.8m2。（戊 七回风井、北一回风井、北二回风井。核定通风能力分别为：58万t/a、 2 04万t/a、246万t

46、/a,核定通风能力为508万t/a）*现有三组主要通风机联合运转（戊七、北一、北二），矿井 的通风方式为多进风井、多回风井混合式通风，通风方法为抽出式通风。 5.2.3. 1进、回风井筒数量及风量。矿井共有五个进风井（一水平主井、付井、二水平主斜井、北一进 风井、北二进风井），三个回风井（戊七斜井、北一回风井、北二回风 井），风量如下：表5-1主要进风井风量单位：立方米/分钟进风井 一水平二水平三水平2920429204北一进风 北二进风风量 副井 主井 主斜井井井296410002080972512900表5-1主要回风井风量单位：立方米/分钟表5 - 3矿井各组主要通风机运转情况风井电机功 工作 负