矿大函授本科生产实习评测报告Word文件下载.docx

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3235150.00

35545930.00

3234500.00

35544680.00

3233140.00

35543020.00

3233050.00

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3230470.00

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3232030.00

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3233730.00

35542280.00

3234430.00

3235640.00

35545445.00

登记面积：

5.729km2

开采煤层：

双连、龙骨炭、铁炭（在Ⅵ~Ⅶ之间只采双连煤层>

开采深度：

＋100～－100m标高

矿井现已增划资源，根据增划资源批准文件《四川省煤炭资源整合办公室关于泸州市泸县煤炭矿业权设置调整方案的复函》<

川煤整合函【2009】2号），增划资源后开采深度至－300m，增划资源后，矿区见表1-3-2。

表1-3-2***煤矿增划资源后矿区范围拐点坐标列表

35544680

35544880

3237028

35546401

3235404

双连、龙骨炭、铁炭

＋100～－300m标高

根据2018年2月四川省煤田地质局一三五队提供的《四川省泸县泸州***煤业有限公司<

泸县***煤矿）2009年度矿山储量年报》，截止2009年12月底，***煤矿保有资源储量<

122b+333）共97.4万吨。

其中双连煤层保有<

122b）46.0万吨；

铁炭煤层保有<

122b）12.8万吨；

龙骨炭煤层保有<

333）38.6万吨。

根据《四川省煤炭资源整合办公室关于泸州市泸县煤炭矿业权设置调整方案的复函》<

川煤整合函【2009】2号），矿井增划资源后，新增资源储量约1000万吨。

1.3矿井生产能力与服务年限

矿井生产能力：

21万吨/年；

增划资源后矿井服务年限：

31年。

1.4矿井工作制度

根据该矿煤层赋存状况和生产管理经验，矿井正常生产情况下，年工作日330天，矿井工作制度采用三八工作制，即早、中、晚三班均生产。

1.5地层特征及煤层赋存

***煤矿位于古佛山背斜北西翼中段，矿区呈一北东～南西向展布的单斜构造，地层总体走向N40°

E，倾向305～315°

，倾角13°

～17°

，由南西向北东地层倾角逐渐变大。

地表未发现大的褶曲及断层，井下双连煤层内部出现一定数量的小断层，但这些正断层或逆断层，均不具规模，断距一般3~5m，对煤层开采影响不大，矿井范围内地质构造属简单。

矿区范围内出露地层由新至老有侏罗系中统新田沟组<

J2x）、中、下统自流井组<

J1-2Z），下统珍珠冲组<

J1z）和三叠系上统须家河组<

T3Xj）。

含煤地层为三叠系上统须家河组，根据岩性组合特征及煤层赋存情况，可分为六段，其中一、三、五段为含煤段，二、四、六段为砂岩段。

矿山登记开采双连、铁炭、龙骨炭位于须家河组五段中部，现由上到下依次介绍如下：

双连煤层:

俗称“双梁子”，位于须家河组五段中部，上距须家河组六段底界23.03～41.93m，平均间距33.91m。

煤层层位稳定，对比可靠，厚0.08~1.03m，平均0.60m，结构复杂，一般由天炭、夹石、腰炭、夹石、底炭组成；

结构为±

0.40<

0.30~0.45）0.1~0.2（±

0.10>

0.10~0.20m，底炭内局部另有0.03~0.05m薄层夹石出现。

其可采指数<

Km）0.92，煤层厚度变异系数<

r）26.59%，煤层属较稳定型煤层，该煤层灰分普遍较高，矿井南西翼灰分达45%左右，不可采。

铁炭煤层：

位于须家河组五段中部，为矿井开采过程中发现的局部可采煤层，勘探阶段认为不可采，未计算储量。

该煤层上距双连煤层地层真厚在6～12m左右，煤厚0.22～0.45m，平均0.39m，多为单一结构煤层。

该煤层厚度不稳定，变化较大，属不稳定煤层。

其规律为：

由东部的0.45m左右至中部0.30m左右，西部薄化或尖灭。

龙骨炭煤层:

俗称“假双连”，位于须家河组五段下部，上距双连煤层21.49~37.43m，下距泡炭煤层2.37～8.62m。

层位较稳定，对比可靠，煤厚0.10~0.65m，煤层结构简单，矿区范围内煤层厚度不稳定且无规律。

1.6水文地质条件

矿区以侵蚀地形为主,沟谷横切地层走向,呈树枝状分布,均发源于背斜轴部一带。

含水层为须家河组四段、二段和嘉陵江组，隔水层为须家河组五段、三段和一段。

含、隔水层相间排列，各含水层在露头呈独立的补给排泄关系，相互间水力联系不密切。

据矿井资料，矿井最大涌水量为400m3/d，正常涌水量为380m3/d，主要为大气降水通过浅部老窑汇集、含水层孔隙、塌陷裂隙等途径渗入矿井。

矿山采取在矿巷布署排水沟汇入水仓，使用水泵将其抽出地表排放，矿井水文地质条件简单。

1.7煤层顶底板

矿井开采的双连、龙骨炭和铁炭煤层顶底板多为砂质泥岩、泥岩，局部为粉砂岩及细砂岩，厚0.50～1.50m，区内稳定分布，胶结物以泥质、钙质为主，裂隙不发育，砂岩硬度较大，物理性质较好，不易塌落，但吸水饱和后变化较大，在矿井中易开裂，局部有掉块和冒顶现象，泥岩物理性质较差，作充填材料；

矿山采用局部喷锚，石块砌拱或坑木、钢架支护。

综上所述，煤层顶、底板较稳定，属较易维护型顶底板。

1.8瓦斯、煤尘等灾害

根据泸市安监矿[2018]60号文件，2018年矿井瓦斯等级鉴定，矿井相对瓦斯涌出量39.49m3/t，绝对瓦斯涌出量11.85m3/min；

属高瓦斯矿井。

根据煤炭科学研究总院重庆分院鉴定报告：

煤尘具有爆炸性，煤层自然发火倾向为Ⅲ类，即不易自燃。

根据井田内生产小煤矿调查，未发现有地温异常区，矿井不受冲击地压威胁。

1.9矿井供电电源

矿井供电源取自泸县狐狸坡电站至煤矿<

狐远线）和喻寺镇变电站至煤矿<

渝远线）。

已形成双回路供电。

1.10矿井通风与监测监控

矿井通风方式为两翼对角式，通风方法为抽出式通风，由立井、主斜井、副斜井进风，南风井和北风井回风。

南风井和北风井各安设有TZK58-18主要通风机2台（1台使用，1台备用>

配电机功率155kw。

矿井总进风3896m3/min，总回风为3970m3/min。

采煤工作面采用走向长壁后退式采煤法，工作面采用U型通风。

掘进工作面采用局部通风机配抗静电阻燃风筒压入式通风。

矿井办公楼安设有一套KJ90型监控系统，主机、备用主机各一台，打印机一台、UPS电源一台。

采掘工作面均安设有甲烷传感器，井下主要联络巷风门均安设有风门开关传感器，在回风巷及总回风巷设有甲烷传感器和风速传感器，在引风硐内设有负压传感器。

第二章矿井开拓

2.1矿井开拓布置

***煤矿采用立井+斜井综合开拓方式。

矿井现有五个井口：

+324.661m立井作为生产主井，用于煤炭提升、运料、提人和主要进风井。

+323.941m斜井和+322斜井作为辅助进风井。

+315m南风斜井和+323m北风斜井做为矿井回风井，分别担负矿井南北两翼回风。

+324.661m立井从地面直达+34m水平<

矿井称四水平），一对暗斜井从+34m水平直达-100水平<

矿井称六水平），在暗斜井的中部布置一个阶段为-43水平<

矿井称五水平），另外，矿井在立井投产前属于斜井开拓，立井投产后，该斜井系统作为安全出口和进风巷<

矿井称为老系统）

2.2矿井采掘部署

目前，矿井共开采3层煤，自上而下分别是双连、铁炭、龙骨炭。

三个层煤均在开采布置，分三个水平<

+34m水平，-43m水平，-100m水平）布置4采6掘。

2.3矿井、提升运输与主要生产系统

2.3.1、井底车场型式、调车方式及线路布置的特点：

采用刀把式井底车场型式，即立井运输大巷轻车通过刀把车场与主运输石门连接，在与副井连接。

该方案具有项目量少、调车时间短等优点。

为了沟通两翼列车及机车绕行，另于副井南侧设有空、重车绕道。

井底车场绕道至重车线，再由牵引机车所向顶入重车存车线，然后，机车经绕道行至空车存车线，牵引空列车返回刀把车场。

2.3.2、矿井提升、运输与主要生产系统

矿井-43m水平运输大巷均为机车运输，600mm轨距，铺设15Kg/m钢轨，配有CTY5/6G型防爆蓄电池机车9台，20辆/列，每组2列矿车运行，平均运距1200m；

矿车600辆。

矿井为两级提升。

一级提升为立井提升：

+34m～+324m<

地面井口），长度291m，提升机型号为GKT-3×

2×

1.5，电机280KW，双层双罐；

二级提升：

-100m～+34m,倾角15°

，长度500m，绞车型号为GKT-1.6×

1.2-24，电机155KW。

排水系统：

井下两级排水。

矿井主水仓位于+34m标高，水仓容积1000m3。

3台D85-45×

9水泵，配套电机160KW,双管路铺设。

二级排水为-100m水平至+34m水平，水仓位于-100m标高，水仓容积660m3。

3台100MD45×

5水泵，配套电机90KW,双管路铺设.

矿井最大涌水量580m3/d,排水系统满足矿井排水需要。

压风系统：

矿井压风系统已初步建成，安装2台L2-24/7/55kW空压机。

主管路管径φ219mm，分管直径φ200mm，支管直径φ110mm。

+34m水平现投入试运行，采掘工作面、运输巷道、回风巷道和各类硐室均设置压风管路及开关。

通风系统：

矿井通风方式方法为两翼对角抽出式。

矿井主要进回风情况表1

项目

断面

风速

m/s

风量

m3/min

CH4

（%>

CO2

绝对涌出量

备注

立井

7.3

6.04

2645

进风

老主井

6.7

1.81

660

老副井<

控制）

0.75

4.62

208

南翼总回风井

4.17

7.39

1848

0.40

0.11

2.03

回风

北翼总回风井

4.47

6.29

1688

0.38

6.41

1.86

矿井主要通风机运行参数表2

风井名称

风机型号

额定功率<

KW）

负压<

Pa）

风井回风量

m3/min）

TZK58-№18

155

1600

1890

1550

矿井通过风机反转反风。

矿井局部通风机完善了“三专”供电，实现“双风机、双回路”设置，局部通风机“两闭锁”装置符合要求，通风管理机构和各项规章制度健全。

第三章采区巷道布置

1.1阶段内采区的划分

采区走向长度或倾斜长度应根据煤层地质条件、开采机械化水平、集中化生产的要求、开拓及采准巷道布置综合考虑。

根据工作面接替要求，一般应保证机械化连续回采1年以上。

依据目前***煤矿机械化采煤水平，采面的一翼长度不大于1000m。

另外，***煤矿目前开采五南1采区，开采较深的采区，支护目前已能满足矿井安全生产需要。

由此，考虑采区、工作面走向和倾斜长度时要适当加长。

为了保证煤炭运输连续性，采区所生产煤炭应采用带式输送机运煤直到煤仓，此方案出煤快，投资省，效益高。

在地质条件优越、机械化装备好的情况下，双翼开采的采区两翼长度均应尽可能长一些。

1.2开采顺序及采区尺寸

本矿井有三个可采煤层，考虑用单一水平开拓，全矿井共分5个采区。

双连煤层和铁炭煤层两翼各一个采区，龙骨炭煤层南翼一个采区。

移交生产及达到设计产量时为两个采区，即双连南一采区和北一采区，各采区均由井田中央向南、北、西各翼边界发展，形成采区前进式的开采顺序。

采区尺寸是根据地质构造，开采条件和采区运输等条件确定的，采区倾斜宽度为200m左右，走向长度为800m左右。

可采储量均在5万t以上。

1.3采区巷道布置

采区运输巷、回风巷沿煤层走向布置，开切眼沿煤层倾向布置。

支护形式采用锚、网支护。

设计净断面6m2，掘进断面7m2。

棚距0.6m，喷砼，喷厚100mm，切眼采用锚杆支护，锚杆间、排距为800mm×

600mm，五花眼布置，巷道净断面7.5m2，掘进断面9.8m2。

溜煤眼的支护方式为浇注钢筋混凝土，其中溜煤眼净径2.4m，掘径2.8m。

入、回风平巷、入风斜巷、机电硐室及两巷采止线以外均采用壁后充填、打锚杆的支护形式，打锚杆，棚距0.6m，锚杆间排距800mm×

600mm，五花眼布置，其净断面6m2，掘进断面7.5m2。

工作面下部留20m、上部留20m保安煤柱。

工作面倾斜长180M，走向长750M，皮带运输巷尾部安设刮板运输机80m，80m后采用皮带运输巷中部布置的皮带运输机运输到煤仓，随工作面推进后刮板运输机往南翼逐步减少，皮带巷断面为2.6m×

2m净断面。

工作面采用走向长壁后退式开采布置，开采至专用回风上山后停止开采，布置图如下所示。

第四章采面回采

4.1采煤方法

走向长壁采煤法，采高1.5M。

4.2生产工艺

生产工艺流程：

接班准备、安全确认——破煤——装煤——运煤——支护、推溜——采空区处理

JMC-50型掏槽式切煤机掏槽，放压炮放顶煤，人工攉煤，工作面采用刮板运输机运输、中巷采用皮带运输机运输至六水平专用煤仓装入矿车，机车运至六水平车场，绞车提升至+34M水平，立井罐笼提升至地面；

工作面采用DW16型外柱式单体液压支柱配合DJB—1200型金属绞接顶梁支护顶板，局部充填法处理采空区。

4.3工作面正规循环

采用“一采一准”的作业循环方式，“两班”工作制，昼夜一循环。

二）、循环作业图表<

附图）

4.4工作面支架选型

支架选型：

根据采高的确定，选用DW16型外柱式单体液压支柱。

工作面支护强度参数计算：

工作面按三—四排控顶，排距1.2m，控顶距3.8-5m，支护强度及有关参数计算如下：

1、采面支护强度<

按开采资料，采高系数取6）

P=6×

r/m2=6×

2.5=18t/m2（176.4KN/㎡>

2、工作面支护密度

n=P/（η×

=176.4/（0.85×

300>

=0.7根/m2

3、工作面最大支护排距选择b=1.2m

4、支柱柱距<

工作面3排支柱和4排支柱时分别求出柱距）

a=ηRN/[<

Nb+F）P]

=0.85×

300×

3/[（3×

1.2+0.2>

176.4]=1.14m

=ηRN/[<

4/[（4×

176.4]=1.16m

所取的实际柱距小于计算的理论柱距，更安全可靠，符合要求。

5、实际支护密度

n实=1/（a、b>

=1/（1.2×

=0.83根/m2

n实＞n工作面柱距排距符合要求。

6、支护材料配备

采面按三至四排支柱计算要用DW16型外柱式单体液压支柱740根，DJB—1200绞接顶梁740根。

考虑在用量10%为各类材料备用量，备用充足。

4.5工作面顶板管理

4.5.1、顶板管理项目

项目

规定

顶板管理办法

局部充填法

回柱方法

人工回柱

选择依据

煤层赋存条件

回柱工艺

顺序回柱

最大控顶距

充填步距

1.2M

最小控顶距

3.8m

4.5.2、采面支护说明书

主要项目名称

单位

规格

一般项目名称

支柱选型

DW16型外柱式单体液压支柱

备用支柱数量

根

100

正规支柱柱距

支柱复用率

正规支柱排距

坑木

㎜

Φ≮12

密集支柱柱距

0.5

木锲

20×

6×

进回风口柱距

支护要求

初撑力≮30

进回风口排距

4.5.3、采场支护示意图

4.5.4、加密支护：

上端头5M范围内、下端头5M范围内以及机窝在正常支护的基础上采用加密支护，排距1.2M，柱距0.5M。

此项工作由队长落实，安全工督促完成。

4.5.5、超前支护:

从工作面煤壁起超前20M范围作为超前支护的范围，其中，煤壁10M范围内用DW25型外柱式单体液压支柱加铰接梁双排支护,10-20范围内靠巷道下山帮一侧用DW25型外柱式单体液压支柱加铰接梁单排支柱控顶，柱距均为1.0-1.2M。

支柱必须支在实底上，此项工作由安全工负责。

4.6劳动组织和主要经济技术指标

4.6.1、劳动组织

序号

工种

班次

合计

（人>

生产班<

人）

准备班<

采煤司机

攉煤工

充填工

巷修

打眼工

电工

钳工

队长

安全工

瓦检工

溜子司机

放炮员

装车工

4.6.2、主要经济技术指标

序号

指标

工作面走向长度

750

工作面倾斜长度

180

煤层厚度

0.72

煤层采高

1.35-1.5

煤层倾角

煤层容重

T/M3

1.5

工作面回采率

循环进尺

1.2

昼夜循环个数

个

月循环率

循环产量

T/循环

225

平均日产量

T/d

平均月产量

T/月

6525<

29天算）

支柱消耗量

‰

绞梁消耗量

炸药消耗量

Kg/Kt

149

雷管消耗量

发/kT

888

原煤灰分

含矸率

出勤率

在册人数

第五章掘进工艺

5.1破岩方式

5.1.1、采用EBZ160悬臂式综掘机凿煤及软分层，底板坚硬层松动爆破。

5.1.2、施工工序及工艺流程详见正规作业循环图表。

5.1.3、工艺流程

交接班→准备、检查、处理安全→综掘机第一次截割工作面上部煤体及软分层<

每循环截割深度≤2.5m）、出煤矸→退综掘机→永久支护→松动爆破→进机→出矸<

第二个循环同上）→收浮煤矸→文明生产→检修保养综掘机。

5.2爆破作业

因为经过EBZ160悬臂式综掘机破岩后，自由面充分，因此底板坚硬岩层采用直眼爆破法。

炮眼布置图如下）

、爆破说明书

名称

眼深

（m>

角度

装药量

炮泥长度

起爆

顺序

水平

竖直

条∕眼

小计（条>

1—5

上排眼

2.2

00~

900

6—510

底板眼

说明：

1、爆破必须使用煤矿3号许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管。

2、正向装药。

2、起爆使用MFd-100型发爆器起爆，采用串联爆破。

5.3装载与运输

5.3.1、装载与运输方式：

机装机运<

综掘机自装转入皮带，皮带运入仓）。

5.3.2、采用综掘、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式，安全设施的安设方式、运输距离等详见下表：

设备

型号

数

量

安装

位置

固定方式

运输方式

运输距离

综掘机

EBZ160

悬臂式

紧跟碛头

未固定

机械

30m

皮带

SDJ-800

所掘巷内

站架

带式输送

500m

5.3.3、煤仓外采用1t固定式矿车转运，煤仓自卸流入矿车，运输大巷采用蓄电瓶机车运

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