荆各庄矿业实习报告

doc文档可能在WAP端浏览体验不佳。建议您优先选择TXT，或下载源文件到本机查看。 1.实习性质 1.实习性质 认识实习是安全工程专业煤矿方向学生入校后的第一次煤矿现场实习，安排 在大学第四学期期中进行。 2.实习目的 2.实习目的 使本专业方向的学生初步了解煤矿生产过程，并为以后相关的专业课程的学 习打下实践基础。 3.日程安排 3.日程安排 实习时间：大三上学期第九周（ 具体安排：10 月 20-21 日听实习安排并参观学校井下生产系统模型； 10 月 22 日到达实习地点荆各庄煤矿，听关于矿井概况、煤炭开采、 安全现状的报告，接受下井注意事项以及井下自救等有关方面的培 训； 10 月 23 日在指导老师以及煤矿工作人员的带领下下井参观煤矿巷 道、井下机房、蓄电池车头房等地点； 10 月 24 日 对综采面进行参观。 4.实习内容 4.实习内容 一、矿井概况 １、交通位置 荆各庄矿业分公司位于唐山市东北约 13km 处的荆各庄村附近，在开平煤田凤山 西北侧,自成一盆状向斜。南北长约 3.5Km，东西宽约 3.4Km，北端闭合，南端开放， 井田面积 9.23Km2。南与马家沟矿业公司相距 6Km，北与陡河电厂相距 3.5Km。行政 属开平区管辖。 公司交通便利， 北距 10Km 与京沈高速公路、 102 国道相联， 南距 7Km 经开平与 205 国道、津秦高速公路相联，形成了比较完整的交通网。 ２、地形地貌 本区为一平坦的冲积平原， 北、东、南三面被低山包围， 颇有山前扇状 地景观。井田北部地面标高+38.9m(较高) ，南部 地面标高为+23.85m(较低)， 地面坡度为 3％-4％，倾向陡河。 ３、井田范围 荆各庄井田位于开平向斜的西北侧， 中隔凤山－－缸窑背 斜自成一盆状 向斜， 井田范围东起于庄、西止马庄，南自刘官 屯， 北至沈庄－－小佛头一 线，以荆各庄为圆心略成一个南北 长约 3.5km， 东西宽约 3.4km，北端闭合、 南端开放的亚圆形轮 廓，井田面积 9 平方公里。 1

二 、井田开拓 (一)影响矿井开拓方式的主要因素 1、荆各庄矿井田内地势平坦，为第四系冲积层所覆盖，冲 积层最薄处 177m， 含水层较多，且有流沙，井筒穿过该区域很 困难，因此，无斜井或平峒 开拓的可能。 2、井田内地质构造复杂，以断层为主，煤层赋存较稳定， 井田的东部、 中部、南部皆为近水平煤层，西部、北部为缓倾 斜、 倾斜煤层，因此，井筒不 宜放在井田，而应放在北部 边界地带，以减少工业广场煤柱的损失，并有 利于开拓布局。 (二)、井田开拓方式 根据本矿条件， 采用立井多水平分区式开拓方式，该种方 式不受表土、 煤层、地质构造等条件，适应性较强，同时， 井筒断面大， 可以满足通风 的要求，尤其对深井更有利。其缺 点是施工技术、 井筒装备复杂，不能躲开煤 层顶板的含水层及 流沙层，施工困难，掘进速度慢。 (三)、井筒数目位置的确定 1、井筒数目 荆各庄矿设计生产能力为 120 万吨/年， 生产能力大， 服务 年限长， 因而， 在投产初期确定一个主井，担负矿井的主提升； 一个副井， 担负矿井的辅助运 输及升降人员。1984 年经技术改 造后， 生产能力核定为 150 万吨/年，为了满 足通风及辅助运输 的需要，又凿一新风井，同时兼作副提。 2、井筒位置 本井田地表范围的标高为+23.85-+38.9m，均高于最高洪水 位(+19.5m)， 因此，井筒位置不受洪水的威胁。 为了使井下各翼储量分布均衡，减少运输费用和通风阻力， 将主副井筒布 置在井田东北部(原大佛头村东南约 300m 处) 。这 种布局有以下优点： Ａ、工 业广场煤柱损失比布置在井田 少； Ｂ、投产初期开拓工程量少；Ｃ、投产 后短期内能达到设 计生产能力，使运输、通风、井巷维护等费用最低。 (四)、井筒断面与提升能力 1、主井井筒净断面面积 主井提升能力 2、副井井筒净断面面积 2

19.m 447.3 吨/时 28.27m

副井提升能力 3、风井断面面积、提升能力与副井相同 3400kg/次

三、水平划分 设计规范规定，对于缓倾斜煤层，水平阶段垂高一般为 150 --250m，区

段 数目一般为 3--5 个。 1、回风水平 荆各庄矿井田内冲积层厚度变化较大， 东翼与南翼较厚， 西翼较薄， 因此，回风水平的标高也随冲积层掩盖厚度的变化 而变化。总回风石门与东翼 回风道标高为-246m，西翼回风道标 高为-246m，-180m(理由：a、决定于冲积层 的掩盖厚度一般 100 -380m 和粘土隔水层厚度。b、冲积层防水煤柱线垂高 50-80m。 2、第一生产水平 本井田东北部有一椭圆形的向斜构造， 煤层埋藏较浅，最 深在-370m 左 右，可采储量占全矿井的 67.9％，井田西部虽然地 质构造较多， 但含水较少， 煤层产状上倾下缓。为了能合理划分采区，并增加主要开采水平上山采区部分的 储量及服务年限， 同时照顾巳使用的圆柱式 4m 直径绞车的使用范围， 确定第 一水平为-375m，这样，不仅保证了东翼小煤盆全部用上山开采，同时又增大了 西翼采区上山部分的储量。 3、第二生产水平 -375m 水平以下的可采储量为 3153.9 万吨， 其中-475m 以下 的可采储量 为 2713.7 万吨， 占-375m 以下可采储量的 86 ， 因此， 将二水平确定为-475m， 采用暗斜井延伸，阶段垂高为 100m，- 475m 以下的煤层可采储量为 400 万吨， 因为煤量少，不必设一个 水平。设计采用了下山采区开采。 四、 大巷位置及数目 (一)、运输大巷位置 设计规范规定： 主要运输大巷一般布置在最下一个可采煤 层底板下不受 开采影响的较坚硬的岩石中以保证开采水平和采 区有一定的储量。 荆各庄矿煤层有自然发火倾向， 因此采用了集中运输大巷 采区石门的布 置方式， 将运输大巷均布置在最下一个可采煤层 (12-2)底岩石中，这种布置方 式有以下特点： 3

优点 (1)大巷布置在底板岩石中，可以避免支承压力对大巷在影 响，大大改善 了巷道维护条件，降低了生产期间的维护费用。 (2)集中开拓 4 个可采煤层，生产能力大。 (3)大巷布置在岩石中，不受煤层起伏及走向变化的影响， 可按开采技术 要求直线掘进， 易于掌握工程质量， 便于采用大 型运输设备， 特别是皮带运输。 (4)各煤层可同时进行回采准备，开采顺序灵活，开采强度 大。 (5)煤层内可不留煤柱，煤柱损失少，提高了回收率。 (6)便于布置采区煤仓，有利于均衡生产。 缺点 掘进工程量大，速度慢，费用高。 荆各庄矿 12-2 煤层底板岩石为砂岩， 岩性坚硬，厚度大， 有利于大巷维 护。为了使大巷避开或减少支承压力的不利影响， 大巷与 12-2 煤层底板法线距 离保持在 30m 左右比较合理。 (二)、运输大巷数目 荆各庄矿井田单翼走向长度短，井田面积小于 10 平方公里， 煤炭运输量 大， 因此，特别适宜采用皮带运输，由于井筒布置 在井田北侧， 故将运输大 巷分为三组，由井底车场主石门分别 向东翼、 西翼、南翼各开凿一组大巷，每 组大巷布置一条皮带 大巷，一条轨道大巷，两条大巷之间相距 20m，由联络巷 道联接。 大巷坡度为千分之三。 这种布置方式与机轨合一布置方式相比，有如下优点： (1) 皮带运输机与轨道在交叉点处互相无干扰；(2)巷道断 面可以适当缩 小，容易施工，有利于安全生产；(3)能充分满足 矿井通风风量及风速的要 求。 五 井底车场及峒室 (一)、一水平井底车场 1、车场型式 一水平井底车场位于-375m 水平最下一煤层底板岩石内(50m) ， 由于矿井 采用带式输送机运煤， 设有两套大巷运输系统， 此， 采用了刀把式环形车场， 因 4

皮带大巷与井底煤仓、主井装载 系统连接； 轨道大巷与副井提升系统连接。由 于不在井底车场 内设置煤车装载、存车、调车线路，车场型式比较简单。 矿井东、 南、西三翼皮带大巷在进入井底车场前，沿 12 度 倾角抬高， 直达煤仓上口位置。于是，井底车场分为上下两部 分， 上部为皮带卸载车场， 原煤经皮带大巷卸入井底煤仓，再 经装载皮带向立井箕斗装煤。 整个上部车场 有以下峒室：皮带 机头峒室、 配电室、配煤巷、联络巷、箕斗装载峒室、主井 散 煤收集上山、105 煤仓、 (容量 1000 吨，上口标高-330.36m，下 口标高 -353.37m)， 煤仓、 104 (容量 1000 吨， 上口标高-330.36m， 下口标高-353.37m)， 103 煤仓(容量 300 吨,上口标高-334.24m， 下口标高-353.31m)。 下部分相当于一般的井

底车场， 为辅助运输、提升服务。 副井空重车线 长度各按一列车长度计算， 并在空车停车线并列 一条设备材料线，在重车线石 门口(西翼水仓入口处) 并列一条 临时存放升井设备及水仓清理的矿车停车线。 井底车场内设有下列峒室： 水泵房、 变电所、 度站、 信号房、 调 副井井底清理斜巷及绞车房、电机车修理间、 蓄电池机车充电峒室、保健站、 水仓等。 这种形式的井底车场的优点是： 可以减少主井开凿深度， 初期工程量少， 投资少，同时缩短了主井提升高度，清理主井 散煤用一条巷道即可， 比较方 便。缺点是：峒室多，总工程量 比较大。 2、井底车场通过能力 (1)主井系统 东翼皮带大巷„„500 吨/小时 西翼皮带大巷„„500 吨/小时 南翼皮带大巷„„750 吨/小时 煤仓容量„„2300 吨 箕斗„„10 吨 提升能力„„500 吨/小时 (2)副井系统 采用 1.7 吨固定矿车运输材料及设备矸石等。 副井装备一对 3 吨双层罐笼，提升能力：每钩提升矸石 3400 公斤。 (二)、二水平井底车场 5

1、车场型式 (1)主提斜井上部车场 皮带运输机将煤炭运至-365m 水平后，与 1062 小井相接，在 -365m 水平皮 带检修道的一侧，做碹岔作为检修入口与总回风道 相连， 在皮带巷上平台设皮 带硫化峒室、机头峒室、配电室、 检修车房等峒室。 副提上部车场 在-375m 水平 1032 石门北侧作为车场入口， 车场按 1.5 列车 长度设计， 斜井上井口设三股高低道，作为上提下放调度矿车 用，此段为调车场，道巷规 格为 6.8mx4.1m；断面面积为 22.9m。 由上平台的三股轨道过渡到斜井内的二股 轨道的三组道岔均布 置在 15 度暗斜井上端的 6.5 度的斜坡上。 在副提上部车场附近设绞车房、 配电室、绳眼、信号房、 安全档设备峒 室等。 (2)-475m 水平井底车场 -475 水平的副提车场及皮带巷均布置在 12-2 煤层底板岩石 中距 12-2 煤 层底板 10.40m。 井底车场附近设 2 个溜煤井，采区的煤经此井由给煤机送至 2049 主皮带 运输机中。 副提斜井下部车场设高低道， 高道存放下放的空车、材料 车，低道存放 矸石车等待上提，车场长度 1.5 列车长。在车场的 末端直接与 1、 2 号采区上 山下部车场相连，因运输距离较短， 不采用架线机车运输，必要时，只用蓄电 池机车牵引。 为便于检修，在-475m 水平两大系统之间，设一联络平巷。 在车场附近， 设压风机房、变电所、调度站、水泵房、 水仓、水仓清理斜巷、防治 水工程联络巷等峒室。 2、井底车场通过能力 (1)主提升皮带斜井：设计能力 120 万吨/年，实际上年最大 提升能力为 294 万吨。 (2) 副提升轨道斜井： 采用双钩串车提升，每钩提升矸石 3400 公斤。 六 矿井通风 矿井通风 6 一、矿井瓦斯等级 矿井瓦斯等级定为一级，煤尘有爆炸和自然的危险。 二、风量计算 矿井需要风量 Q=A×g×K÷60+Q =3430×1×1.45÷60+11=94m3/s A----矿井日产煤量 3430t/日 g----昼夜产吨煤所需风量 1 m3/min K----漏风，风量和瓦斯不均衡综合系数 1。45 三、通风系统 矿井由副井进风，主井回风。矿井通风采用两大巷系统并列式。 四、通风负压 设计初期最大负压：H=160mm 水柱。 通风设备 一、扇风机风量，风压计算 风量：Q=KLQK=1.1×94=103.4 m3/s KL----通风设备漏风系数，取 1.1 风机初期最大风压:180 毫米水柱 二、选择扇风机 选用 70B2---21 型 N228 轴流式扇风机两台， 一台工作， 一台备用， 选用 630Kw 同步电机，型号 TD143/31---12 转速 600 转/分，改为 800Kw，D143/34—10 型 三、返风方式：采用反风道返风（设计） ，改为反转返风。 压缩空气设备 一、井下压风机 矿井使用压缩空气设备的地点，主要在井下岩石巷及半煤岩巷掘进中， 主要压风设备各异采区相距较远，确定在采区石门附近分设压机站，使用 20m3 压缩空气设备。 确定南异采区设置三台，西异设置两台。 （一）压风机技术规格 型号 排气量 4L---20/8 型往复式空气压缩机 20m3/min 7

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压风 冷却水消耗 电机容量 8Kg/cm2 <4.8 m3/h 130Kw

(二) 冷却水泵 南异西异采区各设两台 2BA—6A 型离心水泵,其中一台工作一台备用. 二、地面压缩空气设备 地面压风机站供地面主副井绞车房和修配厂作用，地面压风设备采用两台 3L-10/8 型往复式空气压缩机，压风管路选用φ159 钢管直接埋入地下，通往需 求地点。

七 供电自动化和通讯

（一）供电系统 荆各庄矿井附近有三处电源，一侧是北 1Km 的双庙发电厂，建成后可引出 35 千伏电压； 一侧是南 5.5Km 的开滦马家沟矿;一侧是西南侧 6.5Km 的贾安子区 域变电所.三处电源中，双庙电厂无法利用，马矿到本矿 1951 年建成一回路为 AC—70 型，35 千伏输电路，已年久抢修，投产后淌需改造，而且，开平地区用 电负荷不断增加，输送容量受到，故作为本矿的辅助线路，本矿主要电源为 贾安子 110 千伏区域变电所 35 千伏母线引出，导线为 LGJ---120 型。另两个回 路。 （二）矿井用电负荷 矿井电器设备总容量：24232.4Kw 电气设备工作容量：15984.6Kw 矿井最大有效负荷：12995.6Kw 矿井最无有效负荷：70.6Kw 自然功率因数(COSQ)：0.865 地面变电所 35 千伏及 6 千伏母线的最大计算负荷见表 7—1、 7—2 采用多相 电容器进行补偿，补偿后功率因数 6 千伏母线为 0.916. 矿井吨煤电耗：63.6Kw 小时/吨 8

（三） 地面变电所及供电 矿井工业广场内设 35/6 千伏地面变电所，内设主变压 3 台，型号分别为两 台 SF—10000/35 及一台 SF---7500/35， 矿井后期负荷增长可增至三台 10000 千伏 安。 在 6 千伏配电室内设有 GG-1A 型高压开关柜 30 台， 并留有 12 个备用位置。 在 380 伏配电室内设有 SJ2—180/6 型动力变压器 2 台及 BSL-1 型低压配电 盘 4 台。 主控制室设在 380 伏配电室楼上。 变电所 6 千伏出线较多，在 6 千伏系统设计采用了由 GG—12/1 型功率继电 器及 XB—50/4 型步进选线器组成的接地故障选线装置，以及时准确处理故障。 变电所操纵电压 220 伏，操纵电源由两台 GKA—100/220 型硅整流器供给。 地面广场低压负荷分散供电，除广场室内外照明，变电所附近动力用电由变 电所 380 伏供电外，其它分别在选矸楼，及机修厂设低压配电供附近低压用电。 水源井、矸石山及工人村等广场处用电负荷负荷，由地面变电所引出两个 6 千伏输电线路供电，分别引至水源井和矸石山、水源井、工人村、矸石山之间以 6 千伏输电线路连络，接成开口环形网络。 （四）井下供电 井下供电全部由井下变电所供给， 其电源由地面变电所三段 6 千伏母线 各引出两条下井电缆， 分别经副井及主井井筒引至井下变电所六段 6 千伏母 线上，考虑了后期矿井涌水量增加，在地面变电所留有三条下井出线备用位置， 井下变电所亦留有相应的备用位置。 井下变电所内设有 GFW—1 型高压开关柜 34 台， BSL-11 型低压配电盘 5 台，KSJ2—180/0.4 千伏矿用动力变压器两台。 井底车场与通风水平的低压动力与照明负荷由井下变电所供给。 井下大巷皮带机设计采用了集中供电的方式。 在井底车场与中石门皮带巷交 叉处设井下大巷皮带集中控制变电所，内设 GFW—1 型高压开关柜 4 台， KSJ3---320/6 型、6/0.69 千伏矿用动力变压力器 8 台。 为了向采区供电可靠，在各采区设采区石门变电所，内设 GFW-1 型高压开 关柜及 KSJ2 型矿用动力变压器。这样中石门采区和西一采区各设一个变电所， 9

以 6 千伏供其本采区各区段变电所，以 380 伏和 660 伏供附近动力和照明用电。 （五） 自动化和通讯 一、自动化 矿井有以下设备采用自动或集中控制 1、地面生产系统采用天津煤矿专用设备厂生产的 LGM 型半导体逻辑元件 控制。在逻辑系统故障下，仍能

转换为继电联锁控制系统也能转换就地控制。 2、 井下大巷皮带运输机采用天津煤矿专用设备厂生产的 YJH 型运输机集中 控制系统，为能监视运行情况，井下皮带集中控制室内设模拟盘，系统中各机组 以不同载频返回模拟盘，显示声光信号，反映系统运行情况，系统亦就转换就地 运行，系统中采用扩音电话作为联络信号。 3、主井井底装载设备，副井上下井口推车机采用简易联锁装置控制及简易 信号。 4、副井井底装置设备，井底车场排水水泵采用晶体管自动化。 5、采区运输机采用晶体管集中控制系统。 二、调度通讯系统 1、行政管理电话：采用 JKL—2 型 200 门三座供电式交换机设办公楼内。 2、生产调度电话：采用 20—DHC—1A 调度电话总机，设办公楼内。 3、井下调度电话：采用 20 门调度总机，设井底车场内。 4、电力调度电话：采用 20 门磁石交换机，设在地面 35/6 千伏变电所内 八 井下排水和防水 （一）排水 1、预计涌水量的计算结果及部的审批意见是：初期正常涌水量；55m3/min， 突然涌水，初期最大涌水量 80m3/min。后期最大 100m3/min。 各异涌水量的分配：东异 45m3/min，南异 40m3/min，西异 20m3/min。 2、根据部审意见，按焦作矿经验，设计确定本矿井井底车场水仓净容量为 13500 m3 外加 3600 m3。相当矿井初期正常涌水量的 4.1 小时。 （二）防水：为避免突然涌水的威胁，在运输水平主要巷道中设置水闸门。 排水设备 10

矿井主排水泵设置于副井下井口附近.原设计主排水系统为一个副井排水系 统，建井期间矿井实际涌水比预计涌水量大，对增设一个主井系统。此外，在井 底车场副井空车线设置一个水泵房。担负排除井底车场部分的涌水任务。井筒涌 水，由水窝泵房担负。 主排水设备： 1、水泵技术特征 水泵型号 额定流量 电机功率 2、管路选择 副井排水系统管路，利用开滦库存，直径φ419mm，壁厚 17.5mm 无缝钢管. 主井排水系统管路，直径φ480mm，壁厚 15mm 无缝钢管。 3、水泵工况点 φ419×17.5 管路运行工况点。 运转形式 流量 Q m3/h 双台运行 三台运行 885 1156 扬程 H （m） 460 480 速度 V m/s 2.112 2.759 0.74 073 效率η 250D—60×8 型离心式水泵 420m3/h 860Kw φ480×15 管路系统运行工况点。 运转形式 流量 Q m3/h 双台运行 三台运行 955 1357 扬程 H （m） 432 470 速度 V m/s 075 074 效率η 4、水泵台数、管路趟数运行方式 设计不是按保安规程要求选用的水泵台数和管路趟数， 而选择遵循的原则是 工作水泵（包括管路）和备用水泵（包括管路）的总能力是 20 小时内排出 24 小时矿井最大涌水量。 这样确定主排水系统，并选用 18 台水泵，正常涌水时 10 台水泵工作，运行 11

方式为双台并联或副井系统双台并联运行，主井系统三台并联运行。 最大涌水时，14 台---16 台水泵工作，副井系统双台或三台并联运行；主井 排水系统亦可双台或三台并联运行。 副井排水系统敷设φ419×17.5mm 排水管路 3 趟， 予留一趟的位置， 主井排 水系统φ480×15mm 排水管路 3 趟，运行可予留一趟备用检修管路。 5、850Kw 异步电机技术特征： 型号 转数 功率 其它排水设备 1、井底车场排水设备 井底车场最低点位于空车线上， 此处的水仓顶部标高较车场巷道水沟的底部 标高还要高，为有效使用水仓，故巷道涌水不能直接流入水仓，所以此处设一水 泵房。将涌水从水仓顶部排入水仓 泵房按 300m3/h 设计，设三台水泵的位置，装设两台水泵，一台工作一台备 用，予留一台水泵的位置。 水泵的技术特征 型号 额定流量 额定扬程 转速 功率 8BA---25 型 324m3/h 11m 1450 转/分 14Kw JSQ1510-4 1450 转/分 850Kw

敷设两趟排水管路，水管直径 250mm，吸水管直径 300mm 设计考虑自动上水，以实现水泵的自动控制。 2、副井水窝排水设备 水泵型号： 额定流量： 额定扬程 九、地面生产系统

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3BA---9 32.4 m3/h 21.5m

（一） 煤的工艺流程 井下原煤：

箕斗 井架接受仓 给煤机 振动筛 +50 拣矸上皮带 -50 煤 矸石 矸石筒 矸石仓 矸石仓闸门 矿车 矸石山 主胶带

电动分配溜槽 储煤场转溜槽 受煤坑 给煤机

返煤装车胶带 火车外运 振动筛 +50 溜槽 +50 铁路煤仓 煤仓闸门 火车外运

-50 锚链刮板运输 -50 铁路煤仓 煤仓闸门 火车外运

（二）地面半煤岩系统 地面设一套半煤岩（脏煤）生产系统，将矸煤分开。从半煤岩中回收煤炭。 半煤岩工艺流程： 13 第三节

辅助作业与矸石运输

一、机修厂 它担负矿井中修、小修和部分大修任务。分设：机组车间；锻铆焊车间；矿 车修理车间；金属支架修理车间；机采设备修理车间；电修车间；铸铁车间；翻 砂车间；位于场地的东部。 二、坑木场 设在矿场地东部，采用桥式装卸设备。 三、煤样室和化验室 煤样室设有破碎、筛分、称重等设备；化验室有分析仪器。 四、矸石运输 井下矸石占矿井产量 20%。矸石以矸石山形式堆放。仅服务于投产初期，年 限为 8 年， 占地 57.1 亩。 矸石山位于工业广场北部 以后矸石充填塌陷坑。 地面矸石运输亦由 1.7t 矿车编组 CZ—80K 型，80 马力柴油机车牵引运往矸 石山，经翻笼卸入矸仓，后由 2.27m3V 型卸矸车绞至矸架侧卸。 矸石山绞车选定 2TSJ1600/324—24 型。 十、采煤方法及采区(带区或盘区)巷道布置部分 采煤方法及采区(带区或盘区) 4、 采煤方法 荆各庄煤矿采用走向长壁采煤法，综机开采，顶板管理为自然垮落。 在目前，中国长壁采煤工作面采用炮采、普采和综采三种采煤工艺方式。 综合采煤技术 综机开采工艺： 综机开采即综合机械化开采是指采煤工作面的破煤、装煤、运煤、支护、顶 板管理等基本工序都实现机械化作业。这样的工作面叫综合机械

化采煤工作面， 简称综采工作面。 综采工作面设备是指工作面和平巷生产系统中的机械和电气设备， 其中包括 滚筒采煤机（刨煤机）、液压支架、可弯曲刮板输送机、桥式转载机、可伸缩带 式输送机、乳化液泵站、供电设备、集中控制设备、单轨吊车以及其他辅助设备 等。 综采工作面采煤方法 14

薄土地上。 距场地约 1.33Km,

1．采煤机的进刀方式 当采煤机沿工作面割完一刀后，需要重新将滚筒切入煤壁，推进一个截深， 这一过程称为“进刀”。常用的进刀方式有端部斜切法和中部斜切法两种。 1）端部斜切法 采煤机在工作面两端约 25m－30m 的范围内斜切进入煤壁的进刀方式称为端 部斜切法。当采煤机割煤接近工作面上端，前滑靴移动到输送机的过渡槽上时， 将前滚筒逐渐降低，后滚筒逐步升高，以保持其正常的截割。 前滚筒进入平巷后，将采煤机稍微后退，并翻转挡煤板，然后使前滚筒一边转动 一边下降到底板，后端滚筒升起，采煤机开始反向割煤，此进前滚筒把上一刀的 底板余煤割净。当采煤机继续向下割煤即可顺着输送机弯曲段斜切入煤壁，直到 前后滚筒完全切入煤壁时（距回风平巷一般为 25m－30m），才停止牵引采煤机; 而后，将输送机直线段和弯曲段推至煤壁，翻转采煤机挡煤板，后滚筒边转动边 下降，前滚筒提起，使采煤机反向牵引割三角煤，直到前滚筒进入回风平巷，采 煤机的上缺口即完全做好。这时再将采煤机稍微后退，翻转两个挡煤板，并调换 两滚筒上、下位置，便可开始第二循环的采煤。在采煤机割到运输平巷时，也用 同样的方法进刀。 2）中部斜切法 采煤机在工作面中部斜切进入煤壁的进刀方式称为中部斜切法）。洒煤机由 工作面下端向上跑空刀，随后进行移架，推输送机。当洒煤机到工作面中部时， 利用输送机弯曲段曲段斜切进刀，随即向上割煤直至运输平巷。然后停机换向， 下行空放，当采煤机到工作面中部时，割去三角煤，接着向下割煤直至运输平巷 平巷后即完成一个循环。 2．滚筒采煤机的割煤方式 滚筒采煤机的割煤方式可分为单向割煤和双向割煤两种。 1）单向割煤 采煤机沿工作面全长往返一次只进一刀的割煤方式叫做单向割煤。 单向割煤 一般用在煤层厚度小于或等于采煤机采高的条件下。 2）双向割煤 骑座输送机溜槽的双滚筒采煤机工作时，运动前方的滚筒割顶部煤，后随着滚筒 割底部煤。“爬底板”采煤机则相反，应是前滚筒割底部煤，后滚筒割顶部煤。 0 割完工作面全长后，需要调换滚筒的上下位置，并把挡煤板翻转 180 ，然后进行 相反方向的割煤行程。这种采煤机沿工作面牵引一次进一刀，返回时双进一刀的 割煤方式叫做双向割煤。 3．采煤机的装煤方式 在综采工作面， 主要靠采煤机滚筒上的螺旋叶片把大部分碎落的煤炭装入刮 板输送机，同时靠滚筒后面的挡煤板来提高装煤效果。输关机铲煤板将余留的浮 煤推挤到溜槽中。 必须指出，为了使滚筒割落下的煤能装入输送机，滚筒上螺旋叶片的螺旋方向必 须与滚筒旋转方向相适应：对顺时针旋转（采空区侧看）的滚筒，螺旋叶片方向 必须右旋；对逆进针旋转的滚筒，螺旋叶片方向必须左旋。 普通采煤技术 15

普采工艺方式—用机械化方法破煤,装煤,输送机运煤和单体支柱支护顶板 的采煤工艺,我国主要采用滚筒采煤机破煤 设备及布置 1,MDY-150 采煤机; 2,SGB-630/150 可弯曲刮板输送机; 3,DZ-22 单体液压支柱; 4,HDJA-1000 铰接顶梁 5,推移输送机千斤顶; 6,运输平巷中的输送机. 控顶排数(三,四排) 开切口(机窝) 人工爆破开切口,上切口 6~10m ;下切口 2~3m 切口宽 2~3m.下缺口有可能不 开:刮板输送机机头伸入巷道中双滚筒采煤机能自开缺口 采煤机的割煤方式 1、单向割煤方式 单滚筒采煤机,滚筒直径小于采高，割顶煤，挂顶梁，割底煤,清理浮煤，推 移输送机(滞后采煤机 10~15m)，采煤机往返一次进一刀,煤壁推进了一个截深。 主要问题:顶板管理 2、双向割煤方式 煤层较薄,单滚筒采煤机,滚筒直径接近煤层层厚 上行: 割煤, 挂梁,推移输送机,支柱 下行: 割煤,挂梁,推移输送机,支柱 上行,下行往返一次进两刀,工作面推进两次. 采煤的进刀方式 进刀——采煤机滚筒向垂直于煤壁方

向推进,进入下一截深的切割作业 进刀:切入煤壁 进刀方式的实质采煤机运行与推移输送机的关系. 1、直接推入法: 用的少,容易损坏采煤机与刮板输送机 2,端部斜切进刀 (1)端头割三角煤斜切进刀 (a)割底煤至工作面下端部 (b) 返向沿输送机弯曲段运行,上行割顶煤切入煤壁,直至完全进入输送机 直线段 (c)推移输送机机头及弯曲段成一直线; (d)采煤机返向下行沿顶板割三角煤直至工作面下端部; (e) 进刀完毕,上行正式割煤,至斜切进刀终点位置时,滚筒沿顶板割煤. 16

单滚筒采煤机双向,单向割煤,有利于端头管理,费时,往返(20～25m)进刀与 移机头干扰 (2)端头留三角煤斜切进刀 (a) 下行进入进刀段后割顶煤至工作面下端头后停机,随机下行推输送机至 进刀段,采煤机返向上行沿输送机弯曲段割三角底煤; (b) 割底煤至输送机直线段后改为割顶煤,此时,推移机头和弯曲段; (c) 上行割顶煤直至上切口,输送机已移直,在下端头留下三角煤 (d)在正常段下行割底煤,并随采煤机下行推移输送机; (e)采煤机在进刀段割顶煤直至工作面下端部,随机自上而下推移输送机,在 工作面下端部留下底部的三角煤.重复过程，完成进刀全过程. 单滚筒采煤机双向,单向割煤端头不往返,进刀与移机头不干扰,端部煤壁 不直. (3)单滚筒采煤机中部斜切进刀∞字形割煤往返一次进一刀 (a) 下行进入进刀段后割顶煤至工作面下端头后停机,随机下行推输送机至 进刀段,采煤机返向上行沿输送机弯曲段割三角底煤; (b) 割底煤至输送机直线段后改为割顶煤,此时,推移机头和弯曲段; (c) 上行割顶煤直至上切口,输送机已移直,在下端头留下三角煤 (d)在正常段下行割底煤,并随采煤机下行推移输送机。 工艺方式 上半段割煤 下半段推输送机 上半段推输送机 下半段割煤 爆破工序 爆破采煤简称“炮采”，其特点是爆破落煤，爆破及人工装煤，机械化运煤， 用单体支 柱支护工作空间顶板。随着技术装备的发展，中国炮采工艺经历了三个主要发展 阶段：建国初期改革采煤方法，推行长壁采煤工艺，工作面采用拆移式刮板输送 机运煤、木支柱支护顶板，生产效率很低，工作极为繁重，劳动条件差；20 世 纪 60 年代中期开始，采用能力较大、能整体前移的可弯曲刮板输送机运煤，用 摩擦式金属支柱和铰接顶梁支护顶板，使工作面单产和效率有较大提高，劳动强 度有所降低； 进入 20 世纪 80 年代， 炮采工作面的装备和技术手段更新速度加快， 用防炮崩单体液压支柱代替摩擦式金属支柱，工作空间顶板得到有效控制，生产 更加安全，支护工作效率提高，而且工作面输送机装上铲煤板和可移动挡煤板， 使 80％～90％的煤在爆破和推移输送机时自行装入输送机的同时工作面采用大 功率或双链刮板输送机运煤和毫秒爆破技 长壁工作面用爆破方法破煤,爆破及人工装煤,输送机运煤和单体支柱支护 的采煤工艺炮采工艺标志是爆破破煤：钻眼,装药,封炮泥,联炮线,放炮等工序 炮采工艺的基本特点: 炮采工作面机械化水平低; 工人劳动强度大(装煤,支柱,放顶);产量和效率 低;但对地质条件适应性强. 17 1）炮眼布置 1)炮眼排数:取决于煤层的厚度和煤层的硬度，单排 双排 三排 ，M 2.5m 2)炮眼的平距 顶梁长度:一般 1~2m，每茬炮工作面进度 0.8~1.2m，一般 1.2~1.5m 的钎杆， 为保护顶板,保护支护,不使煤崩到采空区,要合理装药 3)炮眼角度 平面上:与煤壁的水平夹角一般为 50°~80°.为不崩倒支架,煤软时取大值, 煤层硬时取小值. 剖面上:仰角，顶板稳定时 a=5°~10°，顶板不稳定时 a=0° ，俯角 10~°20° 4)钻眼,装药 (1)钻眼设备:煤电钻,麻花钎子(电动)风煤钻(风动) (2)炸药与装药量: 炸药:煤矿许用炸药:底眼 150~600g 顶眼 200g 雷管:煤矿许用电雷管 5)联线与起爆 电雷管引爆(毫秒延期电雷管)起爆：毫秒爆破 130ms 内全部起爆,避免延期 引爆瓦斯 延期起爆:底眼,中间眼,顶眼，增加了自由面提高了爆破效率，产生的波相互干 扰,有利于减少顶板震动 支护形式 1.工作面共选用 75 组 G320－13/32 型掩护式支架支护。 2.工作面上下端头支护： 工作面上下端头使用 HDJA-1200 型双楔金属铰接顶 梁和 DZ25-25/100（或 DZ30－20/100）单体液压支柱配套进行支护，梁距

450± 50mm，柱距 600±50mm（工作面刮板输送机机头、机尾箱上方控顶区处除外）， 双楔铰接梁保证插齐椭圆销，椭圆销用铁锤打上劲。支架边至双楔铰接金属顶梁 3 间加打一块 3000×170×160mm 方木或 3000mm×φ180mm 半圆，一板至少三柱， 支柱使用 DZ25-25/100 或 DZ30－20/100 单体液压支柱，方木或半圆随推采往前 串。如腮部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，上顶插严背 实，煤壁侧护好帮。为加强支护，在工作面刮板输送机机头双楔梁梁空内，加打 两块 3.7mπ型钢梁，以维护下端头，随工作面推进向前交错前串，错距 600mm ±50mm，一梁不少于三柱。 3.上、下出口支护:上、下出口超前工作面煤壁 4～7m 范围内提前替回金属 拱形支架，替回金属拱形支架用 3000mm×φ180mm 半圆（或 3000×170× 160mm3 方木）用 DZ25－25/100 或 DZ30－20/100 单体液压支柱配合 HDJA-1200 ， 双楔金属铰顶接梁打走向托梁，单体液压支柱必须打在 3000mm×φ180mm 半 圆（或 3000×170×160mm3 方木）与 HDJA-1200 双楔金属铰顶接梁相交处正下 方，上、下出口各 3 趟，如巷道受动压影响较大时可各加打一趟托梁。在上、下 18

出口 20m 范围内加强支护， 即在原有支护下方打单体液压支柱， 2000mm×φ 用 160mm 或 3000mm×φ180mm 半圆做托梁，10m 以内打双趟，10～20m 范围内 打单趟 5、心得体会 通过本次实习,我对煤矿有更深入的了解,很多事故是由于违规操作和管理 疏漏等原因造成的。作为未来的煤矿安全人员我们应该刻苦学习，掌握先进的采 煤技术和管理技术，避免各类事故的发生，使生命财产损失降低到到最低。 采矿行业环境比较恶劣而且条件比较艰苦，是多种灾害发生频率较高的行 业，给人类的生命财产造成严重的威胁，事故带来的损失非常巨大。广大矿工在 艰苦的井下劳动，给人类带来的光明和温暖，我们应该致以崇高的敬意，同时我 们更应该改善矿工的工作环境，减小危险系数，保证他们的生命安全与健康。 6、成绩评定 19

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1.实习性质 1.实习性质 认识实习是安全工程专业煤矿方向学生入校后的第一次煤矿现场实习，安排 在大学第四学期期中进行。 2.实习目的 2.实习目的 使本专业方向的学生初步了解煤矿生产过程，并为以后相关的专业课程的学 习打下实践基础。 3.日程安排 3.日程安排 实习时间：大三上学期第九周（ 具体安排：10 月 20-21 日听实习安排并参观学校井下生产系统模型； 10 月 22 日到达实习地点荆各庄煤矿，听关于矿井概况、煤炭开采、 安全现状的报告，接受下井注意事项以及井下自救等有关方面的培 训； 10 月 23 日在指导老师以及煤矿工作人员的带领下下井参观煤矿巷 道、井下机房、蓄电池车头房等地点； 10 月 24 日 对综采面进行参观。 4.实习内容 4.实习内容 一、矿井概况 １、交通位置 荆各庄矿业分公司位于唐山市东北约 13km 处的荆各庄村附近，在开平煤田凤山 西北侧,自成一盆状向斜。南北长约 3.5Km，东西宽约 3.4Km，北端闭合，南端开放， 井田面积 9.23Km2。南与马家沟矿业公司相距 6Km，北与陡河电厂相距 3.5Km。行政 属开平区管辖。 公司交通便利， 北距 10Km 与京沈高速公路、 102 国道相联， 南距 7Km 经开平与 205 国道、津秦高速公路相联，形成了比较完整的交通网。 ２、地形地貌 1

本区为一平坦的冲积平原， 北、东、南三面被低山包围， 颇有山前扇状 地景观。井田北部地面标高+38.9m(较高) ，南部 地面标高为+23.85m(较低)， 地面坡度为 3％-4％，倾向陡河。 ３、井田范围 荆各庄井田位于开平向斜的西北侧， 中隔凤山－－缸窑背 斜自成一盆状 向斜， 井田范围东起于庄、西止马庄，南自刘官 屯， 北至沈庄－－小佛头一 线，以荆各庄为圆心略成一个南北 长约 3.5km， 东西宽约 3.4km，北端闭合、 南端开放的亚圆

形轮 廓，井田面积 9 平方公里。 二 、井田开拓 (一)影响矿井开拓方式的主要因素 1、荆各庄矿井田内地势平坦，为第四系冲积层所覆盖，冲 积层最薄处 177m， 含水层较多，且有流沙，井筒穿过该区域很 困难，因此，无斜井或平峒 开拓的可能。 2、井田内地质构造复杂，以断层为主，煤层赋存较稳定， 井田的东部、 中部、南部皆为近水平煤层，西部、北部为缓倾 斜、 倾斜煤层，因此，井筒不 宜放在井田，而应放在北部 边界地带，以减少工业广场煤柱的损失，并有 利于开拓布局。 (二)、井田开拓方式 根据本矿条件， 采用立井多水平分区式开拓方式，该种方 式不受表土、 煤层、地质构造等条件，适应性较强，同时， 井筒断面大， 可以满足通风 的要求，尤其对深井更有利。其缺 点是施工技术、 井筒装备复杂，不能躲开煤 层顶板的含水层及 流沙层，施工困难，掘进速度慢。 (三)、井筒数目位置的确定 1、井筒数目 荆各庄矿设计生产能力为 120 万吨/年， 生产能力大， 服务 年限长， 因而， 在投产初期确定一个主井，担负矿井的主提升； 一个副井， 担负矿井的辅助运 输及升降人员。1984 年经技术改 造后， 生产能力核定为 150 万吨/年，为了满 足通风及辅助运输 的需要，又凿一新风井，同时兼作副提。 2、井筒位置 本井田地表范围的标高为+23.85-+38.9m，均高于最高洪水 位(+19.5m)， 因此，井筒位置不受洪水的威胁。 2

为了使井下各翼储量分布均衡，减少运输费用和通风阻力， 将主副井筒布 置在井田东北部(原大佛头村东南约 300m 处) 。这 种布局有以下优点： Ａ、工 业广场煤柱损失比布置在井田 少； Ｂ、投产初期开拓工程量少；Ｃ、投产 后短期内能达到设 计生产能力，使运输、通风、井巷维护等费用最低。 (四)、井筒断面与提升能力 1、主井井筒净断面面积 主井提升能力 2、副井井筒净断面面积 副井提升能力 3、风井断面面积、提升能力与副井相同 19.m 447.3 吨/时 28.27m 3400kg/次

三、水平划分 设计规范规定，对于缓倾斜煤层，水平阶段垂高一般为 150 --250m，区段 数目一般为 3--5 个。 1、回风水平 荆各庄矿井田内冲积层厚度变化较大， 东翼与南翼较厚， 西翼较薄， 因此，回风水平的标高也随冲积层掩盖厚度的变化 而变化。总回风石门与东翼 回风道标高为-246m，西翼回风道标 高为-246m，-180m(理由：a、决定于冲积层 的掩盖厚度一般 100 -380m 和粘土隔水层厚度。b、冲积层防水煤柱线垂高 50-80m。 2、第一生产水平 本井田东北部有一椭圆形的向斜构造， 煤层埋藏较浅，最 深在-370m 左 右，可采储量占全矿井的 67.9％，井田西部虽然地 质构造较多， 但含水较少， 煤层产状上倾下缓。为了能合理划分采区，并增加主要开采水平上山采区部分的 储量及服务年限， 同时照顾巳使用的圆柱式 4m 直径绞车的使用范围， 确定第 一水平为-375m，这样，不仅保证了东翼小煤盆全部用上山开采，同时又增大了 西翼采区上山部分的储量。 3、第二生产水平 -375m 水平以下的可采储量为 3153.9 万吨， 其中-475m 以下 的可采储量 为 2713.7 万吨， 占-375m 以下可采储量的 86 ， 因此， 将二水平确定为-475m， 3

采用暗斜井延伸，阶段垂高为 100m，- 475m 以下的煤层可采储量为 400 万吨， 因为煤量少，不必设一个 水平。设计采用了下山采区开采。 四、 大巷位置及数目 (一)、运输大巷位置 设计规范规定： 主要运输大巷一般布置在最下一个可采煤 层底板下不受 开采影响的较坚硬的岩石中以保证开采水平和采 区有一定的储量。 荆各庄矿煤层有自然发火倾向， 因此采用了集中运输大巷 采区石门的布 置方式， 将运输大巷均布置在最下一个可采煤层 (12-2)底岩石中，这种布置方 式有以下特点： 优点 (1)大巷布置在底板岩石中，可以避免支承压力对大巷在影 响，大大改善 了巷道维护条件，降低了生产期间的维护费用。 (2)集中开拓 4 个可采煤层，生产能力大。 (3)大巷布置在岩石中，不受煤层起伏及走向变化的影响， 可按开采技术 要求直线掘进， 易于掌握工程质量， 便于采用大 型运输设备， 特别是皮带运输。 (4)各煤层可同时进行回采准备，开采顺序灵活，开采强度 大。 (5)煤层内可

不留煤柱，煤柱损失少，提高了回收率。 (6)便于布置采区煤仓，有利于均衡生产。 缺点 掘进工程量大，速度慢，费用高。 荆各庄矿 12-2 煤层底板岩石为砂岩， 岩性坚硬，厚度大， 有利于大巷维 护。为了使大巷避开或减少支承压力的不利影响， 大巷与 12-2 煤层底板法线距 离保持在 30m 左右比较合理。 (二)、运输大巷数目 荆各庄矿井田单翼走向长度短，井田面积小于 10 平方公里， 煤炭运输量 大， 因此，特别适宜采用皮带运输，由于井筒布置 在井田北侧， 故将运输大 巷分为三组，由井底车场主石门分别 向东翼、 西翼、南翼各开凿一组大巷，每 组大巷布置一条皮带 大巷，一条轨道大巷，两条大巷之间相距 20m，由联络巷 道联接。 大巷坡度为千分之三。 4

这种布置方式与机轨合一布置方式相比，有如下优点： (1) 皮带运输机与轨道在交叉点处互相无干扰；(2)巷道断 面可以适当缩 小，容易施工，有利于安全生产；(3)能充分满足 矿井通风风量及风速的要 求。 五 井底车场及峒室 (一)、一水平井底车场 1、车场型式 一水平井底车场位于-375m 水平最下一煤层底板岩石内(50m) ， 由于矿井 采用带式输送机运煤， 设有两套大巷运输系统， 此， 采用了刀把式环形车场， 因 皮带大巷与井底煤仓、主井装载 系统连接； 轨道大巷与副井提升系统连接。由 于不在井底车场 内设置煤车装载、存车、调车线路，车场型式比较简单。 矿井东、 南、西三翼皮带大巷在进入井底车场前，沿 12 度 倾角抬高， 直达煤仓上口位置。于是，井底车场分为上下两部 分， 上部为皮带卸载车场， 原煤经皮带大巷卸入井底煤仓，再 经装载皮带向立井箕斗装煤。 整个上部车场 有以下峒室：皮带 机头峒室、 配电室、配煤巷、联络巷、箕斗装载峒室、主井 散 煤收集上山、105 煤仓、 (容量 1000 吨，上口标高-330.36m，下 口标高 -353.37m)， 煤仓、 104 (容量 1000 吨， 上口标高-330.36m， 下口标高-353.37m)， 103 煤仓(容量 300 吨,上口标高-334.24m， 下口标高-353.31m)。 下部分相当于一般的井底车场， 为辅助运输、提升服务。 副井空重车线 长度各按一列车长度计算， 并在空车停车线并列 一条设备材料线，在重车线石 门口(西翼水仓入口处) 并列一条 临时存放升井设备及水仓清理的矿车停车线。 井底车场内设有下列峒室： 水泵房、 变电所、 度站、 信号房、 调 副井井底清理斜巷及绞车房、电机车修理间、 蓄电池机车充电峒室、保健站、 水仓等。 这种形式的井底车场的优点是： 可以减少主井开凿深度， 初期工程量少， 投资少，同时缩短了主井提升高度，清理主井 散煤用一条巷道即可， 比较方 便。缺点是：峒室多，总工程量 比较大。 2、井底车场通过能力 (1)主井系统 东翼皮带大巷„„500 吨/小时 西翼皮带大巷„„500 吨/小时 南翼皮带大巷„„750 吨/小时 5

煤仓容量„„2300 吨 箕斗„„10 吨 提升能力„„500 吨/小时 (2)副井系统 采用 1.7 吨固定矿车运输材料及设备矸石等。 副井装备一对 3 吨双层罐笼，提升能力：每钩提升矸石 3400 公斤。 (二)、二水平井底车场 1、车场型式 (1)主提斜井上部车场 皮带运输机将煤炭运至-365m 水平后，与 1062 小井相接，在 -365m 水平皮 带检修道的一侧，做碹岔作为检修入口与总回风道 相连， 在皮带巷上平台设皮 带硫化峒室、机头峒室、配电室、 检修车房等峒室。 副提上部车场 在-375m 水平 1032 石门北侧作为车场入口， 车场按 1.5 列车 长度设计， 斜井上井口设三股高低道，作为上提下放调度矿车 用，此段为调车场，道巷规 格为 6.8mx4.1m；断面面积为 22.9m。 由上平台的三股轨道过渡到斜井内的二股 轨道的三组道岔均布 置在 15 度暗斜井上端的 6.5 度的斜坡上。 在副提上部车场附近设绞车房、 配电室、绳眼、信号房、 安全档设备峒 室等。 (2)-475m 水平井底车场 -475 水平的副提车场及皮带巷均布置在 12-2 煤层底板岩石 中距 12-2 煤 层底板 10.40m。 井底车场附近设 2 个溜煤井，采区的煤经此井由给煤机送至 2049 主皮带 运输机中。 副提斜井下部车场设高低道， 高道存放下放的空车、材料 车，低道存放 矸石车等待上提，车场长度 1.5 列

车长。在车场的 末端直接与 1、 2 号采区上 山下部车场相连，因运输距离较短， 不采用架线机车运输，必要时，只用蓄电 池机车牵引。 6

为便于检修，在-475m 水平两大系统之间，设一联络平巷。 在车场附近， 设压风机房、变电所、调度站、水泵房、 水仓、水仓清理斜巷、防治 水工程联络巷等峒室。 2、井底车场通过能力 (1)主提升皮带斜井：设计能力 120 万吨/年，实际上年最大 提升能力为 294 万吨。 (2) 副提升轨道斜井： 采用双钩串车提升，每钩提升矸石 3400 公斤。 矿井通风 六 矿井通风 一、矿井瓦斯等级 矿井瓦斯等级定为一级，煤尘有爆炸和自然的危险。 二、风量计算 矿井需要风量 Q=A×g×K÷60+Q‘=3430×1×1.45÷60+11=94m3/s A----矿井日产煤量 3430t/日 g----昼夜产吨煤所需风量 1 m3/min K----漏风，风量和瓦斯不均衡综合系数 1。45 三、通风系统 矿井由副井进风，主井回风。矿井通风采用两大巷系统并列式。 四、通风负压 设计初期最大负压：H=160mm 水柱。 通风设备 一、扇风机风量，风压计算 风量：Q=KLQK=1.1×94=103.4 m3/s KL----通风设备漏风系数，取 1.1 风机初期最大风压:180 毫米水柱 二、选择扇风机 选用 70B2---21 型 N228 轴流式扇风机两台， 一台工作， 一台备用， 选用 630Kw 同步电机，型号 TD143/31---12 转速 600 转/分，改为 800Kw，D143/34—10 型 三、返风方式：采用反风道返风（设计） ，改为反转返风。 7

压缩空气设备 一、井下压风机 矿井使用压缩空气设备的地点，主要在井下岩石巷及半煤岩巷掘进中， 主要压风设备各异采区相距较远，确定在采区石门附近分设压机站，使用 20m3 压缩空气设备。 确定南异采区设置三台，西异设置两台。 （一）压风机技术规格 型号 排气量 压风 冷却水消耗 电机容量 (二) 冷却水泵 南异西异采区各设两台 2BA—6A 型离心水泵,其中一台工作一台备用. 二、地面压缩空气设备 地面压风机站供地面主副井绞车房和修配厂作用，地面压风设备采用两台 3L-10/8 型往复式空气压缩机，压风管路选用φ159 钢管直接埋入地下，通往需 求地点。 4L---20/8 型往复式空气压缩机 20m3/min 8Kg/cm2 <4.8 m3/h 130Kw

七 供电自动化和通讯

（一）供电系统 荆各庄矿井附近有三处电源，一侧是北 1Km 的双庙发电厂，建成后可引出 35 千伏电压； 一侧是南 5.5Km 的开滦马家沟矿;一侧是西南侧 6.5Km 的贾安子区 域变电所.三处电源中，双庙电厂无法利用，马矿到本矿 1951 年建成一回路为 AC—70 型，35 千伏输电路，已年久抢修，投产后淌需改造，而且，开平地区用 电负荷不断增加，输送容量受到，故作为本矿的辅助线路，本矿主要电源为 贾安子 110 千伏区域变电所 35 千伏母线引出，导线为 LGJ---120 型。另两个回 路。 8

（二）矿井用电负荷 矿井电器设备总容量：24232.4Kw 电气设备工作容量：15984.6Kw 矿井最大有效负荷：12995.6Kw 矿井最无有效负荷：70.6Kw 自然功率因数(COSQ)：0.865 地面变电所 35 千伏及 6 千伏母线的最大计算负荷见表 7—1、 7—2 采用多相 电容器进行补偿，补偿后功率因数 6 千伏母线为 0.916. 矿井吨煤电耗：63.6Kw 小时/吨 （三） 地面变电所及供电 矿井工业广场内设 35/6 千伏地面变电所，内设主变压 3 台，型号分别为两 台 SF—10000/35 及一台 SF---7500/35， 矿井后期负荷增长可增至三台 10000 千伏 安。 在 6 千伏配电室内设有 GG-1A 型高压开关柜 30 台， 并留有 12 个备用位置。 在 380 伏配电室内设有 SJ2—180/6 型动力变压器 2 台及 BSL-1 型低压配电 盘 4 台。 主控制室设在 380 伏配电室楼上。 变电所 6 千伏出线较多，在 6 千伏系统设计采用了由 GG—12/1 型功率继电 器及 XB—50/4 型步进选线器组成的接地故障选线装置，以及时准确处理故障。 变

电所操纵电压 220 伏，操纵电源由两台 GKA—100/220 型硅整流器供给。 地面广场低压负荷分散供电，除广场室内外照明，变电所附近动力用电由变 电所 380 伏供电外，其它分别在选矸楼，及机修厂设低压配电供附近低压用电。 水源井、矸石山及工人村等广场处用电负荷负荷，由地面变电所引出两个 6 千伏输电线路供电，分别引至水源井和矸石山、水源井、工人村、矸石山之间以 6 千伏输电线路连络，接成开口环形网络。 （四）井下供电 井下供电全部由井下变电所供给， 其电源由地面变电所三段 6 千伏母线 各引出两条下井电缆， 分别经副井及主井井筒引至井下变电所六段 6 千伏母 线上，考虑了后期矿井涌水量增加，在地面变电所留有三条下井出线备用位置， 9

井下变电所亦留有相应的备用位置。 井下变电所内设有 GFW—1 型高压开关柜 34 台， BSL-11 型低压配电盘 5 台，KSJ2—180/0.4 千伏矿用动力变压器两台。 井底车场与通风水平的低压动力与照明负荷由井下变电所供给。 井下大巷皮带机设计采用了集中供电的方式。 在井底车场与中石门皮带巷交 叉处设井下大巷皮带集中控制变电所，内设 GFW—1 型高压开关柜 4 台， KSJ3---320/6 型、6/0.69 千伏矿用动力变压力器 8 台。 为了向采区供电可靠，在各采区设采区石门变电所，内设 GFW-1 型高压开 关柜及 KSJ2 型矿用动力变压器。这样中石门采区和西一采区各设一个变电所， 以 6 千伏供其本采区各区段变电所，以 380 伏和 660 伏供附近动力和照明用电。

（五） 自动化和通讯 一、自动化 矿井有以下设备采用自动或集中控制 1、地面生产系统采用天津煤矿专用设备厂生产的 LGM 型半导体逻辑元件 控制。在逻辑系统故障下，仍能转换为继电联锁控制系统也能转换就地控制。 2、 井下大巷皮带运输机采用天津煤矿专用设备厂生产的 YJH 型运输机集中 控制系统，为能监视运行情况，井下皮带集中控制室内设模拟盘，系统中各机组 以不同载频返回模拟盘，显示声光信号，反映系统运行情况，系统亦就转换就地 运行，系统中采用扩音电话作为联络信号。 3、主井井底装载设备，副井上下井口推车机采用简易联锁装置控制及简易 信号。 4、副井井底装置设备，井底车场排水水泵采用晶体管自动化。 5、采区运输机采用晶体管集中控制系统。 二、调度通讯系统 1、行政管理电话：采用 JKL—2 型 200 门三座供电式交换机设办公楼内。 2、生产调度电话：采用 20—DHC—1A 调度电话总机，设办公楼内。 3、井下调度电话：采用 20 门调度总机，设井底车场内。 4、电力调度电话：采用 20 门磁石交换机，设在地面 35/6 千伏变电所内 10

八 井下排水和防水 （一）排水 1、预计涌水量的计算结果及部的审批意见是：初期正常涌水量；55m3/min， 突然涌水，初期最大涌水量 80m3/min。后期最大 100m3/min。 各异涌水量的分配：东异 45m3/min，南异 40m3/min，西异 20m3/min。 2、根据部审意见，按焦作矿经验，设计确定本矿井井底车场水仓净容量为 13500 m3 外加 3600 m3。相当矿井初期正常涌水量的 4.1 小时。 （二）防水：为避免突然涌水的威胁，在运输水平主要巷道中设置水闸门。 排水设备 矿井主排水泵设置于副井下井口附近.原设计主排水系统为一个副井排水系 统，建井期间矿井实际涌水比预计涌水量大，对增设一个主井系统。此外，在井 底车场副井空车线设置一个水泵房。担负排除井底车场部分的涌水任务。井筒涌 水，由水窝泵房担负。 主排水设备： 1、水泵技术特征 水泵型号 额定流量 电机功率 2、管路选择 副井排水系统管路，利用开滦库存，直径φ419mm，壁厚 17.5mm 无缝钢管. 主井排水系统管路，直径φ480mm，壁厚 15mm 无缝钢管。 3、水泵工况点 φ419×17.5 管路运行工况点。 运转形式 流量 Q m3/h 双台运行 三台运行 885 1156 扬程 H （m） 460 480 速度 V m/s 2.112 2.759 0.74 073 效率η 250D—60×8 型离心式水泵 420m3/h 860Kw φ480×15 管路系统运行工况点。 11

运转形式 流量 Q m3/h

扬程 H （m） 432 470 速度 V m/s 效率η

双台运行 三台运行 955 1357 075 074 4、水泵台数、管路趟数运行方式 设计不是按保安规程要求选用的水泵台数和管路趟数， 而选择遵循的原则是 工作水泵（包括管路）和备用水泵（包括管路）的总能力是 20 小时内排出 24 小时矿井最大涌水量。 这样确定主排水系统，并选用 18 台水泵，正常涌水时 10 台水泵工作，运行 方式为双台并联或副井系统双台并联运行，主井系统三台并联运行。 最大涌水时，14 台---16 台水泵工作，副井系统双台或三台并联运行；主井 排水系统亦可双台或三台并联运行。 副井排水系统敷设φ419×17.5mm 排水管路 3 趟， 予留一趟的位置， 主井排 水系统φ480×15mm 排水管路 3 趟，运行可予留一趟备用检修管路。 5、850Kw 异步电机技术特征： 型号 转数 功率 其它排水设备 1、井底车场排水设备 井底车场最低点位于空车线上， 此处的水仓顶部标高较车场巷道水沟的底部 标高还要高，为有效使用水仓，故巷道涌水不能直接流入水仓，所以此处设一水 泵房。将涌水从水仓顶部排入水仓 泵房按 300m3/h 设计，设三台水泵的位置，装设两台水泵，一台工作一台备 用，予留一台水泵的位置。 水泵的技术特征 型号 额定流量 8BA---25 型 324m3/h JSQ1510-4 1450 转/分 850Kw 12

额定扬程 转速 功率 11m 1450 转/分 14Kw

敷设两趟排水管路，水管直径 250mm，吸水管直径 300mm 设计考虑自动上水，以实现水泵的自动控制。 2、副井水窝排水设备 水泵型号： 额定流量： 额定扬程 九、地面生产系统 3BA---9 32.4 m3/h 21.5m

（一） 煤的工艺流程 井下原煤：

箕斗 井架接受仓 给煤机 振动筛 +50 拣矸上皮带 -50 煤 矸石 矸石筒 矸石仓 矸石仓闸门 矿车 矸石山 主胶带

电动分配溜槽 储煤场转溜槽 受煤坑 给煤机

返煤装车胶带 火车外运 振动筛 +50 溜槽

+50 铁路煤仓 煤仓闸门 火车外运

-50 锚链刮板运输 -50 铁路煤仓 煤仓闸门 火车外运

（二）地面半煤岩系统 地面设一套半煤岩（脏煤）生产系统，将矸煤分开。从半煤岩中回收煤炭。 半煤岩工艺流程： 13

井下半煤岩(副井)矿车 1.7 吨翻车机 分级给煤机+30 B=1000 主胶带 成堆地销 -30

B=1000 主胶带 煤 矸石 拣煤筒 缓冲仓

闸门 矸石闸门

B=1000 胶 带 1.7t 矿车 矸山 成堆地销 缓 冲 第三节

辅助作业与矸石运输

一、机修厂 它担负矿井中修、小修和部分大修任务。分设：机组车间；锻铆焊车间；矿 车修理车间；金属支架修理车间；机采设备修理车间；电修车间；铸铁车间；翻 砂车间；位于场地的东部。 二、坑木场 设在矿场地东部，采用桥式装卸设备。 三、煤样室和化验室 煤样室设有破碎、筛分、称重等设备；化验室有分析仪器。 四、矸石运输 井下矸石占矿井产量 20%。矸石以矸石山形式堆放。仅服务于投产初期，年 限为 8 年， 占地 57.1 亩。 矸石山位于工业广场北部 以后矸石充填塌陷坑。 地面矸石运输亦由 1.7t 矿车编组 CZ—80K 型，80 马力柴油机车牵引运往矸 石山，经翻笼卸入矸仓，后由 2.27m3V 型卸矸车绞至矸架侧卸。 矸石山绞车选定 2TSJ1600/324—24 型。 十、采煤方法及采区(带区或盘区)巷道布置部分 采煤方法及采区(带区或盘区) 14

薄土地上。 距场地约 1.33Km,

4、 采煤方法 荆各庄煤矿采用走向长壁采煤法，综机开采，顶板管理为自然垮落。 在目前，中国长壁采煤工作面采用炮采、普采和综采三种采煤工艺方式。 综合采煤技术 综机开采工艺： 综机开采即综合机械化开采是指采煤工作面的破煤、装煤、运煤、支护、顶 板管理等基本工序都实现机械化作业。这样的工作面叫综合机械化采煤工作面， 简称综采工作面。 综采工作面设备是指工作面和平巷生产系统中的机械和电气设备， 其中包括 滚筒采煤机（刨煤机）、液压支架、可弯曲刮板输送机、桥式转载机、可伸缩带 式输送机、乳化液泵站、供电设备、集中控制设备、单轨吊车以及其他辅助设备 等。 综采工作面采煤方法 1．采

煤机的进刀方式 当采煤机沿工作面割完一刀后，需要重新将滚筒切入煤壁，推进一个截深， 这一过程称为“进刀”。常用的进刀方式有端部斜切法和中部斜切法两种。 1）端部斜切法 采煤机在工作面两端约 25m－30m 的范围内斜切进入煤壁的进刀方式称为端 部斜切法。当采煤机割煤接近工作面上端，前滑靴移动到输送机的过渡槽上时， 将前滚筒逐渐降低，后滚筒逐步升高，以保持其正常的截割。 前滚筒进入平巷后，将采煤机稍微后退，并翻转挡煤板，然后使前滚筒一边转动 一边下降到底板，后端滚筒升起，采煤机开始反向割煤，此进前滚筒把上一刀的 底板余煤割净。当采煤机继续向下割煤即可顺着输送机弯曲段斜切入煤壁，直到 前后滚筒完全切入煤壁时（距回风平巷一般为 25m－30m），才停止牵引采煤机; 而后，将输送机直线段和弯曲段推至煤壁，翻转采煤机挡煤板，后滚筒边转动边 下降，前滚筒提起，使采煤机反向牵引割三角煤，直到前滚筒进入回风平巷，采 煤机的上缺口即完全做好。这时再将采煤机稍微后退，翻转两个挡煤板，并调换 两滚筒上、下位置，便可开始第二循环的采煤。在采煤机割到运输平巷时，也用 同样的方法进刀。 2）中部斜切法 采煤机在工作面中部斜切进入煤壁的进刀方式称为中部斜切法）。洒煤机由 工作面下端向上跑空刀，随后进行移架，推输送机。当洒煤机到工作面中部时， 利用输送机弯曲段曲段斜切进刀，随即向上割煤直至运输平巷。然后停机换向， 下行空放，当采煤机到工作面中部时，割去三角煤，接着向下割煤直至运输平巷 平巷后即完成一个循环。 2．滚筒采煤机的割煤方式 滚筒采煤机的割煤方式可分为单向割煤和双向割煤两种。 1）单向割煤 采煤机沿工作面全长往返一次本文由正品小家电专卖贡献

doc文档可能在WAP端浏览体验不佳。建议您优先选择TXT，或下载源文件到本机查看。 1.实习性质 1.实习性质 认识实习是安全工程专业煤矿方向学生入校后的第一次煤矿现场实习，安排 在大学第四学期期中进行。 2.实习目的 2.实习目的 使本专业方向的学生初步了解煤矿生产过程，并为以后相关的专业课程的学 习打下实践基础。 3.日程安排 3.日程安排 实习时间：大三上学期第九周（ 具体安排：10 月 20-21 日听实习安排并参观学校井下生产系统模型； 10 月 22 日到达实习地点荆各庄煤矿，听关于矿井概况、煤炭开采、 安全现状的报告，接受下井注意事项以及井下自救等有关方面的培 训； 10 月 23 日在指导老师以及煤矿工作人员的带领下下井参观煤矿巷 道、井下机房、蓄电池车头房等地点； 10 月 24 日 对综采面进行参观。 4.实习内容 4.实习内容 一、矿井概况 １、交通位置 荆各庄矿业分公司位于唐山市东北约 13km 处的荆各庄村附近，在开平煤田凤山 西北侧,自成一盆状向斜。南北长约 3.5Km，东西宽约 3.4Km，北端闭合，南端开放， 井田面积 9.23Km2。南与马家沟矿业公司相距 6Km，北与陡河电厂相距 3.5Km。行政 属开平区管辖。 公司交通便利， 北距 10Km 与京沈高速公路、 102 国道相联， 南距 7Km 经开平与 205 国道、津秦高速公路相联，形成了比较完整的交通网。 ２、地形地貌 本区为一平坦的冲积平原， 北、东、南三面被低山包围， 颇有山前扇状 地景观。井田北部地面标高+38.9m(较高) ，南部 地面标高为+23.85m(较低)， 地面坡度为 3％-4％，倾向陡河。 ３、井田范围 荆各庄井田位于开平向斜的西北侧， 中隔凤山－－缸窑背 斜自成一盆状 向斜， 井田范围东起于庄、西止马庄，南自刘官 屯， 北至沈庄－－小佛头一 线，以荆各庄为圆心略成一个南北 长约 3.5km， 东西宽约 3.4km，北端闭合、 南端开放的亚圆形轮 廓，井田面积 9 平方公里。 1

二 、井田开拓 (一)影响矿井开拓方式的主要因素 1、荆各庄矿井田内地势平坦，为第四系冲积层所覆盖，冲 积层最薄处 177m， 含水层较多，且有流沙，井筒穿过该区域很 困难，因此，无斜井或平峒 开拓的可能。 2、井田内地质构造复杂，以断层为主，煤层赋存较稳定， 井田的东部、 中部、南部皆为近水平煤层，西部、北部为缓倾 斜、 倾斜煤层，因此，井筒不 宜放在井田，而应放在北部 边界地带，以减少工业广场煤柱的损失，并有 利于开拓布局。 (二)、井田开拓方式 根据本矿条件， 采用立井多水平分区式开拓方式，该种

方 式不受表土、 煤层、地质构造等条件，适应性较强，同时， 井筒断面大， 可以满足通风 的要求，尤其对深井更有利。其缺 点是施工技术、 井筒装备复杂，不能躲开煤 层顶板的含水层及 流沙层，施工困难，掘进速度慢。 (三)、井筒数目位置的确定 1、井筒数目 荆各庄矿设计生产能力为 120 万吨/年， 生产能力大， 服务 年限长， 因而， 在投产初期确定一个主井，担负矿井的主提升； 一个副井， 担负矿井的辅助运 输及升降人员。1984 年经技术改 造后， 生产能力核定为 150 万吨/年，为了满 足通风及辅助运输 的需要，又凿一新风井，同时兼作副提。 2、井筒位置 本井田地表范围的标高为+23.85-+38.9m，均高于最高洪水 位(+19.5m)， 因此，井筒位置不受洪水的威胁。 为了使井下各翼储量分布均衡，减少运输费用和通风阻力， 将主副井筒布 置在井田东北部(原大佛头村东南约 300m 处) 。这 种布局有以下优点： Ａ、工 业广场煤柱损失比布置在井田 少； Ｂ、投产初期开拓工程量少；Ｃ、投产 后短期内能达到设 计生产能力，使运输、通风、井巷维护等费用最低。 (四)、井筒断面与提升能力 1、主井井筒净断面面积 主井提升能力 2、副井井筒净断面面积 2

19.m 447.3 吨/时 28.27m

副井提升能力 3、风井断面面积、提升能力与副井相同 3400kg/次

三、水平划分 设计规范规定，对于缓倾斜煤层，水平阶段垂高一般为 150 --250m，区段 数目一般为 3--5 个。 1、回风水平 荆各庄矿井田内冲积层厚度变化较大， 东翼与南翼较厚， 西翼较薄， 因此，回风水平的标高也随冲积层掩盖厚度的变化 而变化。总回风石门与东翼 回风道标高为-246m，西翼回风道标 高为-246m，-180m(理由：a、决定于冲积层 的掩盖厚度一般 100 -380m 和粘土隔水层厚度。b、冲积层防水煤柱线垂高 50-80m。 2、第一生产水平 本井田东北部有一椭圆形的向斜构造， 煤层埋藏较浅，最 深在-370m 左 右，可采储量占全矿井的 67.9％，井田西部虽然地 质构造较多， 但含水较少， 煤层产状上倾下缓。为了能合理划分采区，并增加主要开采水平上山采区部分的 储量及服务年限， 同时照顾巳使用的圆柱式 4m 直径绞车的使用范围， 确定第 一水平为-375m，这样，不仅保证了东翼小煤盆全部用上山开采，同时又增大了 西翼采区上山部分的储量。 3、第二生产水平 -375m 水平以下的可采储量为 3153.9 万吨， 其中-475m 以下 的可采储量 为 2713.7 万吨， 占-375m 以下可采储量的 86 ， 因此， 将二水平确定为-475m， 采用暗斜井延伸，阶段垂高为 100m，- 475m 以下的煤层可采储量为 400 万吨， 因为煤量少，不必设一个 水平。设计采用了下山采区开采。 四、 大巷位置及数目 (一)、运输大巷位置 设计规范规定： 主要运输大巷一般布置在最下一个可采煤 层底板下不受 开采影响的较坚硬的岩石中以保证开采水平和采 区有一定的储量。 荆各庄矿煤层有自然发火倾向， 因此采用了集中运输大巷 采区石门的布 置方式， 将运输大巷均布置在最下一个可采煤层 (12-2)底岩石中，这种布置方 式有以下特点： 3

优点 (1)大巷布置在底板岩石中，可以避免支承压力对大巷在影 响，大大改善 了巷道维护条件，降低了生产期间的维护费用。 (2)集中开拓 4 个可采煤层，生产能力大。 (3)大巷布置在岩石中，不受煤层起伏及走向变化的影响， 可按开采技术 要求直线掘进， 易于掌握工程质量， 便于采用大 型运输设备， 特别是皮带运输。 (4)各煤层可同时进行回采准备，开采顺序灵活，开采强度 大。 (5)煤层内可不留煤柱，煤柱损失少，提高了回收率。 (6)便于布置采区煤仓，有利于均衡生产。 缺点 掘进工程量大，速度慢，费用高。 荆各庄矿 12-2 煤层底板岩石为砂岩， 岩性坚硬，厚度大， 有利于大巷维 护。为了使大巷避开或减少支承压力的不利影响， 大巷与 12-2 煤层底板法线距 离保持在 30m 左右比较合理。 (二)、运输大巷数目 荆各庄矿井田单翼走向长度短，井田面积小于 10 平方公里， 煤炭运输量 大，

因此，特别适宜采用皮带运输，由于井筒布置 在井田北侧， 故将运输大 巷分为三组，由井底车场主石门分别 向东翼、 西翼、南翼各开凿一组大巷，每 组大巷布置一条皮带 大巷，一条轨道大巷，两条大巷之间相距 20m，由联络巷 道联接。 大巷坡度为千分之三。 这种布置方式与机轨合一布置方式相比，有如下优点： (1) 皮带运输机与轨道在交叉点处互相无干扰；(2)巷道断 面可以适当缩 小，容易施工，有利于安全生产；(3)能充分满足 矿井通风风量及风速的要 求。 五 井底车场及峒室 (一)、一水平井底车场 1、车场型式 一水平井底车场位于-375m 水平最下一煤层底板岩石内(50m) ， 由于矿井 采用带式输送机运煤， 设有两套大巷运输系统， 此， 采用了刀把式环形车场， 因 4

皮带大巷与井底煤仓、主井装载 系统连接； 轨道大巷与副井提升系统连接。由 于不在井底车场 内设置煤车装载、存车、调车线路，车场型式比较简单。 矿井东、 南、西三翼皮带大巷在进入井底车场前，沿 12 度 倾角抬高， 直达煤仓上口位置。于是，井底车场分为上下两部 分， 上部为皮带卸载车场， 原煤经皮带大巷卸入井底煤仓，再 经装载皮带向立井箕斗装煤。 整个上部车场 有以下峒室：皮带 机头峒室、 配电室、配煤巷、联络巷、箕斗装载峒室、主井 散 煤收集上山、105 煤仓、 (容量 1000 吨，上口标高-330.36m，下 口标高 -353.37m)， 煤仓、 104 (容量 1000 吨， 上口标高-330.36m， 下口标高-353.37m)， 103 煤仓(容量 300 吨,上口标高-334.24m， 下口标高-353.31m)。 下部分相当于一般的井底车场， 为辅助运输、提升服务。 副井空重车线 长度各按一列车长度计算， 并在空车停车线并列 一条设备材料线，在重车线石 门口(西翼水仓入口处) 并列一条 临时存放升井设备及水仓清理的矿车停车线。 井底车场内设有下列峒室： 水泵房、 变电所、 度站、 信号房、 调 副井井底清理斜巷及绞车房、电机车修理间、 蓄电池机车充电峒室、保健站、 水仓等。 这种形式的井底车场的优点是： 可以减少主井开凿深度， 初期工程量少， 投资少，同时缩短了主井提升高度，清理主井 散煤用一条巷道即可， 比较方 便。缺点是：峒室多，总工程量 比较大。 2、井底车场通过能力 (1)主井系统 东翼皮带大巷„„500 吨/小时 西翼皮带大巷„„500 吨/小时 南翼皮带大巷„„750 吨/小时 煤仓容量„„2300 吨 箕斗„„10 吨 提升能力„„500 吨/小时 (2)副井系统 采用 1.7 吨固定矿车运输材料及设备矸石等。 副井装备一对 3 吨双层罐笼，提升能力：每钩提升矸石 3400 公斤。 (二)、二水平井底车场 5

1、车场型式 (1)主提斜井上部车场 皮带运输机将煤炭运至-365m 水平后，与 1062 小井相接，在 -365m 水平皮 带检修道的一侧，做碹岔作为检修入口与总回风道 相连， 在皮带巷上平台设皮 带硫化峒室、机头峒室、配电室、 检修车房等峒室。 副提上部车场 在-375m 水平 1032 石门北侧作为车场入口， 车场按 1.5 列车 长度设计， 斜井上井口设三股高低道，作为上提下放调度矿车 用，此段为调车场，道巷规 格为 6.8mx4.1m；断面面积为 22.9m。 由上平台的三股轨道过渡到斜井内的二股 轨道的三组道岔均布 置在 15 度暗斜井上端的 6.5 度的斜坡上。 在副提上部车场附近设绞车房、 配电室、绳眼、信号房、 安全档设备峒 室等。 (2)-475m 水平井底车场 -475 水平的副提车场及皮带巷均布置在 12-2 煤层底板岩石 中距 12-2 煤 层底板 10.40m。 井底车场附近设 2 个溜煤井，采区的煤经此井由给煤机送至 2049 主皮带 运输机中。 副提斜井下部车场设高低道， 高道存放下放的空车、材料 车，低道存放 矸石车等待上提，车场长度 1.5 列车长。在车场的 末端直接与 1、 2 号采区上 山下部车场相连，因运输距离较短， 不采用架线机车运输，必要时，只用蓄电 池机车牵引。 为便于检修，在-475m 水平两大系统之间，设一联络平巷。 在车场附近， 设压风机房、变电所、调度站、水泵房、 水仓、水仓清理斜巷、防治 水工程联络巷等峒室。 2、井底车场通过能力 (1)主提升皮带斜井：设计能力 120 万吨/年，实际上年最大 提升能力为

294 万吨。 (2) 副提升轨道斜井： 采用双钩串车提升，每钩提升矸石 3400 公斤。 六 矿井通风 矿井通风 6 一、矿井瓦斯等级 矿井瓦斯等级定为一级，煤尘有爆炸和自然的危险。 二、风量计算 矿井需要风量 Q=A×g×K÷60+Q =3430×1×1.45÷60+11=94m3/s A----矿井日产煤量 3430t/日 g----昼夜产吨煤所需风量 1 m3/min K----漏风，风量和瓦斯不均衡综合系数 1。45 三、通风系统 矿井由副井进风，主井回风。矿井通风采用两大巷系统并列式。 四、通风负压 设计初期最大负压：H=160mm 水柱。 通风设备 一、扇风机风量，风压计算 风量：Q=KLQK=1.1×94=103.4 m3/s KL----通风设备漏风系数，取 1.1 风机初期最大风压:180 毫米水柱 二、选择扇风机 选用 70B2---21 型 N228 轴流式扇风机两台， 一台工作， 一台备用， 选用 630Kw 同步电机，型号 TD143/31---12 转速 600 转/分，改为 800Kw，D143/34—10 型 三、返风方式：采用反风道返风（设计） ，改为反转返风。 压缩空气设备 一、井下压风机 矿井使用压缩空气设备的地点，主要在井下岩石巷及半煤岩巷掘进中， 主要压风设备各异采区相距较远，确定在采区石门附近分设压机站，使用 20m3 压缩只进一刀的割煤方式叫做单向割煤。 单向割煤 一般用在煤层厚度小于或等于采煤机采高的条件下。 2）双向割煤 15

骑座输送机溜槽的双滚筒采煤机工作时，运动前方的滚筒割顶部煤，后随着滚筒 割底部煤。“爬底板”采煤机则相反，应是前滚筒割底部煤，后滚筒割顶部煤。 0 割完工作面全长后，需要调换滚筒的上下位置，并把挡煤板翻转 180 ，然后进行 相反方向的割煤行程。这种采煤机沿工作面牵引一次进一刀，返回时双进一刀的 割煤方式叫做双向割煤。 3．采煤机的装煤方式 在综采工作面， 主要靠采煤机滚筒上的螺旋叶片把大部分碎落的煤炭装入刮 板输送机，同时靠滚筒后面的挡煤板来提高装煤效果。输关机铲煤板将余留的浮 煤推挤到溜槽中。 必须指出，为了使滚筒割落下的煤能装入输送机，滚筒上螺旋叶片的螺旋方向必 须与滚筒旋转方向相适应：对顺时针旋转（采空区侧看）的滚筒，螺旋叶片方向 必须右旋；对逆进针旋转的滚筒，螺旋叶片方向必须左旋。 普通采煤技术 普采工艺方式—用机械化方法破煤,装煤,输送机运煤和单体支柱支护顶板 的采煤工艺,我国主要采用滚筒采煤机破煤 设备及布置 1,MDY-150 采煤机; 2,SGB-630/150 可弯曲刮板输送机; 3,DZ-22 单体液压支柱; 4,HDJA-1000 铰接顶梁 5,推移输送机千斤顶; 6,运输平巷中的输送机. 控顶排数(三,四排) 开切口(机窝) 人工爆破开切口,上切口 6~10m ;下切口 2~3m 切口宽 2~3m.下缺口有可能不 开:刮板输送机机头伸入巷道中双滚筒采煤机能自开缺口 采煤机的割煤方式 1、单向割煤方式 单滚筒采煤机,滚筒直径小于采高，割顶煤，挂顶梁，割底煤,清理浮煤，推 移输送机(滞后采煤机 10~15m)，采煤机往返一次进一刀,煤壁推进了一个截深。 主要问题:顶板管理 2、双向割煤方式 煤层较薄,单滚筒采煤机,滚筒直径接近煤层层厚 上行: 割煤, 挂梁,推移输送机,支柱 下行: 割煤,挂梁,推移输送机,支柱 上行,下行往返一次进两刀,工作面推进两次. 采煤的进刀方式 16

进刀——采煤机滚筒向垂直于煤壁方向推进,进入下一截深的切割作业 进刀:切入煤壁 进刀方式的实质采煤机运行与推移输送机的关系. 1、直接推入法: 用的少,容易损坏采煤机与刮板输送机 2,端部斜切进刀 (1)端头割三角煤斜切进刀 (a)割底煤至工作面下端部 (b) 返向沿输送机弯曲段运行,上行割顶煤切入煤壁,直至完全进入输送机 直线段 (c)推移输送机机头及弯曲段成一直线; (d)采煤机返向下行沿顶板割三角煤直至工作面下端部; (e) 进刀完毕,上行正式割煤,至斜切进刀终点位置时,滚筒沿顶板割煤. 单滚筒采煤机双向,单向割煤,有利于端头管理,费时,往返(20～25m)进刀与 移机头干扰 (2)端头留三角煤斜切进刀 (a) 下行进入进刀段后割顶煤至工作面下端头后停机,随机下行推输送机至 进刀段,采煤机返向

上行沿输送机弯曲段割三角底煤; (b) 割底煤至输送机直线段后改为割顶煤,此时,推移机头和弯曲段; (c) 上行割顶煤直至上切口,输送机已移直,在下端头留下三角煤 (d)在正常段下行割底煤,并随采煤机下行推移输送机; (e)采煤机在进刀段割顶煤直至工作面下端部,随机自上而下推移输送机,在 工作面下端部留下底部的三角煤.重复过程，完成进刀全过程. 单滚筒采煤机双向,单向割煤端头不往返,进刀与移机头不干扰,端部煤壁 不直. (3)单滚筒采煤机中部斜切进刀∞字形割煤往返一次进一刀 (a) 下行进入进刀段后割顶煤至工作面下端头后停机,随机下行推输送机至 进刀段,采煤机返向上行沿输送机弯曲段割三角底煤; (b) 割底煤至输送机直线段后改为割顶煤,此时,推移机头和弯曲段; (c) 上行割顶煤直至上切口,输送机已移直,在下端头留下三角煤 (d)在正常段下行割底煤,并随采煤机下行推移输送机。 工艺方式 上半段割煤 下半段推输送机 上半段推输送机 下半段割煤 爆破工序 爆破采煤简称“炮采”，其特点是爆破落煤，爆破及人工装煤，机械化运煤， 用单体支 17

柱支护工作空间顶板。随着技术装备的发展，中国炮采工艺经历了三个主要发展 阶段：建国初期改革采煤方法，推行长壁采煤工艺，工作面采用拆移式刮板输送 机运煤、木支柱支护顶板，生产效率很低，工作极为繁重，劳动条件差；20 世 纪 60 年代中期开始，采用能力较大、能整体前移的可弯曲刮板输送机运煤，用 摩擦式金属支柱和铰接顶梁支护顶板，使工作面单产和效率有较大提高，劳动强 度有所降低； 进入 20 世纪 80 年代， 炮采工作面的装备和技术手段更新速度加快， 用防炮崩单体液压支柱代替摩擦式金属支柱，工作空间顶板得到有效控制，生产 更加安全，支护工作效率提高，而且工作面输送机装上铲煤板和可移动挡煤板， 使 80％～90％的煤在爆破和推移输送机时自行装入输送机的同时工作面采用大 功率或双链刮板输送机运煤和毫秒爆破技 长壁工作面用爆破方法破煤,爆破及人工装煤,输送机运煤和单体支柱支护 的采煤工艺炮采工艺标志是爆破破煤：钻眼,装药,封炮泥,联炮线,放炮等工序 炮采工艺的基本特点: 炮采工作面机械化水平低; 工人劳动强度大(装煤,支柱,放顶);产量和效率 低;但对地质条件适应性强. 1）炮眼布置 1)炮眼排数:取决于煤层的厚度和煤层的硬度，单排 双排 三排 ，M 2.5m 2)炮眼的平距 顶梁长度:一般 1~2m，每茬炮工作面进度 0.8~1.2m，一般 1.2~1.5m 的钎杆， 为保护顶板,保护支护,不使煤崩到采空区,要合理装药 3)炮眼角度 平面上:与煤壁的水平夹角一般为 50°~80°.为不崩倒支架,煤软时取大值, 煤层硬时取小值. 剖面上:仰角，顶板稳定时 a=5°~10°，顶板不稳定时 a=0° ，俯角 10~°20° 4)钻眼,装药 (1)钻眼设备:煤电钻,麻花钎子(电动)风煤钻(风动) (2)炸药与装药量: 炸药:煤矿许用炸药:底眼 150~600g 顶眼 200g 雷管:煤矿许用电雷管 5)联线与起爆 电雷管引爆(毫秒延期电雷管)起爆：毫秒爆破 130ms 内全部起爆,避免延期 引爆瓦斯 延期起爆:底眼,中间眼,顶眼，增加了自由面提高了爆破效率，产生的波相互干 扰,有利于减少顶板震动 支护形式 1.工作面共选用 75 组 G320－13/32 型掩护式支架支护。 2.工作面上下端头支护： 工作面上下端头使用 HDJA-1200 型双楔金属铰接顶 梁和 DZ25-25/100（或 DZ30－20/100）单体液压支柱配套进行支护，梁距 450± 18

50mm，柱距 600±50mm（工作面刮板输送机机头、机尾箱上方控顶区处除外）， 双楔铰接梁保证插齐椭圆销，椭圆销用铁锤打上劲。支架边至双楔铰接金属顶梁 3 间加打一块 3000×170×160mm 方木或 3000mm×φ180mm 半圆，一板至少三柱， 支柱使用 DZ25-25/100 或 DZ30－20/100 单体液压支柱，方木或半圆随推采往前 串。如腮部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，上顶插严背 实，煤壁侧护好帮。为加强支护，在工作面刮板输送机机头双楔梁梁空内，加打 两块 3.7mπ型钢梁，以维护下端头，随工作面推进向前交错前串，错距 600mm ±50mm，一梁不少于三柱。 3.上、下出口支护:上、下出口超前工作面煤壁 4～7m 范围内提前替回金属 拱形支架，替回金属拱形支架用 3000mm×φ180mm 半圆（或

3000×170× 160mm3 方木）用 DZ25－25/100 或 DZ30－20/100 单体液压支柱配合 HDJA-1200 ， 双楔金属铰顶接梁打走向托梁，单体液压支柱必须打在 3000mm×φ180mm 半 圆（或 3000×170×160mm3 方木）与 HDJA-1200 双楔金属铰顶接梁相交处正下 方，上、下出口各 3 趟，如巷道受动压影响较大时可各加打一趟托梁。在上、下 出口 20m 范围内加强支护， 即在原有支护下方打单体液压支柱， 2000mm×φ 用 160mm 或 3000mm×φ180mm 半圆做托梁，10m 以内打双趟，10～20m 范围内 打单趟 5、心得体会 通过本次实习,对煤矿有更深入的了解,很多事故是由于违规操作和管理疏 漏等原因造成的。作为未来的煤矿安全人员我们应该刻苦学习，掌握先进的采煤 技术和管理技术，避免各类事故的发生，使生命财产损失降低到到最低。 采矿行业环境比较恶劣而且条件比较艰苦，是多种灾害发生频率较高的行 业，给人类的生命财产造成严重的威胁，事故带来的损失非常巨大。广大矿工在 艰苦的井下劳动，给人类带来的光明和温暖，我们应该致以崇高的敬意，同时我 们更应该改善矿工的工作环境，减小危险系数，保证他们的生命安全与健康。 6、成绩评定 19

本TXT由“文库宝”下载:http://www.mozhua.net/wenkubao应是前滚筒割底部煤，后滚筒割顶部煤。 0 割完工作面全长后，需要调换滚筒的上下位置，并把挡煤板翻转 180 ，然后进行 相反方向的割煤行程。这种采煤机沿工作面牵引一次进一刀，返回时双进一刀的 割煤方式叫做双向割煤。 3．采煤机的装煤方式 在综采工作面， 主要靠采煤机滚筒上的螺旋叶片把大部分碎落的煤炭装入刮 板输送机，同时靠滚筒后面的挡煤板来提高装煤效果。输关机铲煤板将余留的浮 煤推挤到溜槽中。 必须指出，为了使滚筒割落下的煤能装入输送机，滚筒上螺旋叶片的螺旋方向必 须与滚筒旋转方向相适应：对顺时针旋转（采空区侧看）的滚筒，螺旋叶片方向 必须右旋；对逆进针旋转的滚筒，螺旋叶片方向必须左旋。 普通采煤技术 15

普采工艺方式—用机械化方法破煤,装煤,输送机运煤和单体支柱支护顶板 的采煤工艺,我国主要采用滚筒采煤机破煤 设备及布置 1,MDY-150 采煤机; 2,SGB-630/150 可弯曲刮板输送机; 3,DZ-22 单体液压支柱; 4,HDJA-1000 铰接顶梁 5,推移输送机千斤顶; 6,运输平巷中的输送机. 控顶排数(三,四排) 开切口(机窝) 人工爆破开切口,上切口 6~10m ;下切口 2~3m 切口宽 2~3m.下缺口有可能不 开:刮板输送机机头伸入巷道中双滚筒采煤机能自开缺口 采煤机的割煤方式 1、单向割煤方式 单滚筒采煤机,滚筒直径小于采高，割顶煤，挂顶梁，割底煤,清理浮煤，推 移输送机(滞后采煤机 10~15m)，采煤机往返一次进一刀,煤壁推进了一个截深。 主要问题:顶板管理 2、双向割煤方式 煤层较薄,单滚筒采煤机,滚筒直径接近煤层层厚 上行: 割煤, 挂梁,推移输送机,支柱 下行: 割煤,挂梁,推移输送机,支柱 上行,下行往返一次进两刀,工作面推进两次. 采煤的进刀方式 进刀——采煤机滚筒向垂直于煤壁方向推进,进入下一截深的切割作业 进刀:切入煤壁 进刀方式的实质采煤机运行与推移输送机的关系. 1、直接推入法: 用的少,容易损坏采煤机与刮板输送机 2,端部斜切进刀 (1)端头割三角煤斜切进刀 (a)割底煤至工作面下端部 (b) 返向沿输送机弯曲段运行,上行割顶煤切入煤壁,直至完全进入输送机 直线段 (c)推移输送机机头及弯曲段成一直线; (d)采煤机返向下行沿顶板割三角煤直至工作面下端部; (e) 进刀完毕,上行正式割煤,至斜切进刀终点位置时,滚筒沿顶板割煤. 16

单滚筒采煤机双向,单向割煤,有利于端头管理,费时,往返(20～25m)进刀与 移机头干扰 (2)端头留三角煤斜切进刀 (a) 下行进入进刀段后割顶煤至工作面下端头后停机,随机下行推输送机至 进刀段,采煤机返向上行沿输送机弯曲段割三角底煤; (b) 割底煤至输送机直线段后改为割顶煤,此时,推移机头和弯曲段; (c) 上行割顶煤直至上切口,输送机已移直,在下

端头留下三角煤 (d)在正常段下行割底煤,并随采煤机下行推移输送机; (e)采煤机在进刀段割顶煤直至工作面下端部,随机自上而下推移输送机,在 工作面下端部留下底部的三角煤.重复过程，完成进刀全过程. 单滚筒采煤机双向,单向割煤端头不往返,进刀与移机头不干扰,端部煤壁 不直. (3)单滚筒采煤机中部斜切进刀∞字形割煤往返一次进一刀 (a) 下行进入进刀段后割顶煤至工作面下端头后停机,随机下行推输送机至 进刀段,采煤机返向上行沿输送机弯曲段割三角底煤; (b) 割底煤至输送机直线段后改为割顶煤,此时,推移机头和弯曲段; (c) 上行割顶煤直至上切口,输送机已移直,在下端头留下三角煤 (d)在正常段下行割底煤,并随采煤机下行推移输送机。 工艺方式 上半段割煤 下半段推输送机 上半段推输送机 下半段割煤 爆破工序 爆破采煤简称“炮采”，其特点是爆破落煤，爆破及人工装煤，机械化运煤， 用单体支 柱支护工作空间顶板。随着技术装备的发展，中国炮采工艺经历了三个主要发展 阶段：建国初期改革采煤方法，推行长壁采煤工艺，工作面采用拆移式刮板输送 机运煤、木支柱支护顶板，生产效率很低，工作极为繁重，劳动条件差；20 世 纪 60 年代中期开始，采用能力较大、能整体前移的可弯曲刮板输送机运煤，用 摩擦式金属支柱和铰接顶梁支护顶板，使工作面单产和效率有较大提高，劳动强 度有所降低； 进入 20 世纪 80 年代， 炮采工作面的装备和技术手段更新速度加快， 用防炮崩单体液压支柱代替摩擦式金属支柱，工作空间顶板得到有效控制，生产 更加安全，支护工作效率提高，而且工作面输送机装上铲煤板和可移动挡煤板， 使 80％～90％的煤在爆破和推移输送机时自行装入输送机的同时工作面采用大 功率或双链刮板输送机运煤和毫秒爆破技 长壁工作面用爆破方法破煤,爆破及人工装煤,输送机运煤和单体支柱支护 的采煤工艺炮采工艺标志是爆破破煤：钻眼,装药,封炮泥,联炮线,放炮等工序 炮采工艺的基本特点: 炮采工作面机械化水平低; 工人劳动强度大(装煤,支柱,放顶);产量和效率 低;但对地质条件适应性强. 17 1）炮眼布置 1)炮眼排数:取决于煤层的厚度和煤层的硬度，单排 双排 三排 ，M 2.5m 2)炮眼的平距 顶梁长度:一般 1~2m，每茬炮工作面进度 0.8~1.2m，一般 1.2~1.5m 的钎杆， 为保护顶板,保护支护,不使煤崩到采空区,要合理装药 3)炮眼角度 平面上:与煤壁的水平夹角一般为 50°~80°.为不崩倒支架,煤软时取大值, 煤层硬时取小值. 剖面上:仰角，顶板稳定时 a=5°~10°，顶板不稳定时 a=0° ，俯角 10~°20° 4)钻眼,装药 (1)钻眼设备:煤电钻,麻花钎子(电动)风煤钻(风动) (2)炸药与装药量: 炸药:煤矿许用炸药:底眼 150~600g 顶眼 200g 雷管:煤矿许用电雷管 5)联线与起爆 电雷管引爆(毫秒延期电雷管)起爆：毫秒爆破 130ms 内全部起爆,避免延期 引爆瓦斯 延期起爆:底眼,中间眼,顶眼，增加了自由面提高了爆破效率，产生的波相互干 扰,有利于减少顶板震动 支护形式 1.工作面共选用 75 组 G320－13/32 型掩护式支架支护。 2.工作面上下端头支护： 工作面上下端头使用 HDJA-1200 型双楔金属铰接顶 梁和 DZ25-25/100（或 DZ30－20/100）单体液压支柱配套进行支护，梁距 450± 50mm，柱距 600±50mm（工作面刮板输送机机头、机尾箱上方控顶区处除外）， 双楔铰接梁保证插齐椭圆销，椭圆销用铁锤打上劲。支架边至双楔铰接金属顶梁 3 间加打一块 3000×170×160mm 方木或 3000mm×φ180mm 半圆，一板至少三柱， 支柱使用 DZ25-25/100 或 DZ30－20/100 单体液压支柱，方木或半圆随推采往前 串。如腮部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，上顶插严背 实，煤壁侧护好帮。为加强支护，在工作面刮板输送机机头双楔梁梁空内，加打 两块 3.7mπ型钢梁，以维护下端头，随工作面推进向前交错前串，错距 600mm ±50mm，一梁不少于三柱。 3.上、下出口支护:上、下出口超前工作面煤壁 4～7m 范围内提前替回金属 拱形支架，替回金属拱形支架用 3000mm×φ180mm 半圆（或 3000×170× 160mm3 方木）用 DZ25－25/100 或 DZ30－20/100 单体液压支柱配合 HDJA-1200 ， 双楔金属铰顶接梁打走向托梁，单体液压支柱必须打在 3000mm×φ180mm 半 圆（或 3000×170×160mm3 方木）与 HDJA-1200 双楔金属铰顶接梁相交处正下 方，上、下

出口各 3 趟，如巷道受动压影响较大时可各加打一趟托梁。在上、下 18

出口 20m 范围内加强支护， 即在原有支护下方打单体液压支柱， 2000mm×φ 用 160mm 或 3000mm×φ180mm 半圆做托梁，10m 以内打双趟，10～20m 范围内 打单趟 5、心得体会 通过本次实习,对煤矿有更深入的了解,很多事故是由于违规操作和管理疏 漏等原因造成的。作为未来的煤矿安全人员我们应该刻苦学习，掌握先进的采煤 技术和管理技术，避免各类事故的发生，使生命财产损失降低到到最低。 采矿行业环境比较恶劣而且条件比较艰苦，是多种灾害发生频率较高的行 业，给人类的生命财产造成严重的威胁，事故带来的损失非常巨大。广大矿工在 艰苦的井下劳动，给人类带来的光明和温暖，我们应该致以崇高的敬意，同时我 们更应该改善矿工的工作环境，减小危险系数，保证他们的生命安全与健康。 6、成绩评定 19

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1.实习性质 1.实习性质 认识实习是安全工程专业煤矿方向学生入校后的第一次煤矿现场实习，安排 在大学第四学期期中进行。 2.实习目的 2.实习目的 使本专业方向的学生初步了解煤矿生产过程，并为以后相关的专业课程的学 习打下实践基础。 3.日程安排 3.日程安排 实习时间：大三上学期第九周（ 具体安排：10 月 20-21 日听实习安排并参观学校井下生产系统模型； 10 月 22 日到达实习地点荆各庄煤矿，听关于矿井概况、煤炭开采、 安全现状的报告，接受下井注意事项以及井下自救等有关方面的培 训； 10 月 23 日在指导老师以及煤矿工作人员的带领下下井参观煤矿巷 道、井下机房、蓄电池车头房等地点； 10 月 24 日 对综采面进行参观。 4.实习内容 4.实习内容 一、矿井概况 １、交通位置 荆各庄矿业分公司位于唐山市东北约 13km 处的荆各庄村附近，在开平煤田凤山 西北侧,自成一盆状向斜。南北长约 3.5Km，东西宽约 3.4Km，北端闭合，南端开放， 井田面积 9.23Km2。南与马家沟矿业公司相距 6Km，北与陡河电厂相距 3.5Km。行政 属开平区管辖。 公司交通便利， 北距 10Km 与京沈高速公路、 102 国道相联， 南距 7Km 经开平与 205 国道、津秦高速公路相联，形成了比较完整的交通网。 ２、地形地貌 1

本区为一平坦的冲积平原， 北、东、南三面被低山包围， 颇有山前扇状 地景观。井田北部地面标高+38.9m(较高) ，南部 地面标高为+23.85m(较低)， 地面坡度为 3％-4％，倾向陡河。 ３、井田范围 荆各庄井田位于开平向斜的西北侧， 中隔凤山－－缸窑背 斜自成一盆状 向斜， 井田范围东起于庄、西止马庄，南自刘官 屯， 北至沈庄－－小佛头一 线，以荆各庄为圆心略成一个南北 长约 3.5km， 东西宽约 3.4km，北端闭合、 南端开放的亚圆形轮 廓，井田面积 9 平方公里。 二 、井田开拓 (一)影响矿井开拓方式的主要因素 1、荆各庄矿井田内地势平坦，为第四系冲积层所覆盖，冲 积层最薄处 177m， 含水层较多，且有流沙，井筒穿过该区域很 困难，因此，无斜井或平峒 开拓的可能。 2、井田内地质构造复杂，以断层为主，煤层赋存较稳定， 井田的东部、 中部、南部皆为近水平煤层，西部、北部为缓倾 斜、 倾斜煤层，因此，井筒不 宜放在井田，而应放在北部 边界地带，以减少工业广场煤柱的损失，并有 利于开拓布局。 (二)、井田开拓方式 根据本矿条件， 采用立井多水平分区式开拓方式，该种方 式不受表土、 煤层、地质构造等条件，适应性较强，同时， 井筒断面大， 可以满足通风 的要求，尤其对深井更有利。其缺 点是施工技术、 井筒装备复杂，不能躲开煤 层顶板的含水层及 流沙层，施工困难，掘进速度慢。 (三)、井筒数目位置的确定 1、井筒数目 荆各庄矿设计生产能力为 120 万吨/年， 生产能力大， 服务 年限长， 因而， 在投产初期确定一个主井，担负矿井的主提升； 一个副井， 担负矿井

的辅助运 输及升降人员。1984 年经技术改 造后， 生产能力核定为 150 万吨/年，为了满 足通风及辅助运输 的需要，又凿一新风井，同时兼作副提。 2、井筒位置 本井田地表范围的标高为+23.85-+38.9m，均高于最高洪水 位(+19.5m)， 因此，井筒位置不受洪水的威胁。 2

为了使井下各翼储量分布均衡，减少运输费用和通风阻力， 将主副井筒布 置在井田东北部(原大佛头村东南约 300m 处) 。这 种布局有以下优点： Ａ、工 业广场煤柱损失比布置在井田 少； Ｂ、投产初期开拓工程量少；Ｃ、投产 后短期内能达到设 计生产能力，使运输、通风、井巷维护等费用最低。 (四)、井筒断面与提升能力 1、主井井筒净断面面积 主井提升能力 2、副井井筒净断面面积 副井提升能力 3、风井断面面积、提升能力与副井相同 19.m 447.3 吨/时 28.27m 3400kg/次

三、水平划分 设计规范规定，对于缓倾斜煤层，水平阶段垂高一般为 150 --250m，区段 数目一般为 3--5 个。 1、回风水平 荆各庄矿井田内冲积层厚度变化较大， 东翼与南翼较厚， 西翼较薄， 因此，回风水平的标高也随冲积层掩盖厚度的变化 而变化。总回风石门与东翼 回风道标高为-246m，西翼回风道标 高为-246m，-180m(理由：a、决定于冲积层 的掩盖厚度一般 100 -380m 和粘土隔水层厚度。b、冲积层防水煤柱线垂高 50-80m。 2、第一生产水平 本井田东北部有一椭圆形的向斜构造， 煤层埋藏较浅，最 深在-370m 左 右，可采储量占全矿井的 67.9％，井田西部虽然地 质构造较多， 但含水较少， 煤层产状上倾下缓。为了能合理划分采区，并增加主要开采水平上山采区部分的 储量及服务年限， 同时照顾巳使用的圆柱式 4m 直径绞车的使用范围， 确定第 一水平为-375m，这样，不仅保证了东翼小煤盆全部用上山开采，同时又增大了 西翼采区上山部分的储量。 3、第二生产水平 -375m 水平以下的可采储量为 3153.9 万吨， 其中-475m 以下 的可采储量 为 2713.7 万吨， 占-375m 以下可采储量的 86 ， 因此， 将二水平确定为-475m， 3

采用暗斜井延伸，阶段垂高为 100m，- 475m 以下的煤层可采储量为 400 万吨， 因为煤量少，不必设一个 水平。设计采用了下山采区开采。 四、 大巷位置及数目 (一)、运输大巷位置 设计规范规定： 主要运输大巷一般布置在最下一个可采煤 层底板下不受 开采影响的较坚硬的岩石中以保证开采水平和采 区有一定的储量。 荆各庄矿煤层有自然发火倾向， 因此采用了集中运输大巷 采区石门的布 置方式， 将运输大巷均布置在最下一个可采煤层 (12-2)底岩石中，这种布置方 式有以下特点： 优点 (1)大巷布置在底板岩石中，可以避免支承压力对大巷在影 响，大大改善 了巷道维护条件，降低了生产期间的维护费用。 (2)集中开拓 4 个可采煤层，生产能力大。 (3)大巷布置在岩石中，不受煤层起伏及走向变化的影响， 可按开采技术 要求直线掘进， 易于掌握工程质量， 便于采用大 型运输设备， 特别是皮带运输。 (4)各煤层可同时进行回采准备，开采顺序灵活，开采强度 大。 (5)煤层内可不留煤柱，煤柱损失少，提高了回收率。 (6)便于布置采区煤仓，有利于均衡生产。 缺点 掘进工程量大，速度慢，费用高。 荆各庄矿 12-2 煤层底板岩石为砂岩， 岩性坚硬，厚度大， 有利于大巷维 护。为了使大巷避开或减少支承压力的不利影响， 大巷与 12-2 煤层底板法线距 离保持在 30m 左右比较合理。 (二)、运输大巷数目 荆各庄矿井田单翼走向长度短，井田面积小于 10 平方公里， 煤炭运输量 大， 因此，特别适宜采用皮带运输，由于井筒布置 在井田北侧， 故将运输大 巷分为三组，由井底车场主石门分别 向东翼、 西翼、南翼各开凿一组大巷，每 组大巷布置一条皮带 大巷，一条轨道大巷，两条大巷之间相距 20m，由联络巷 道联接。 大巷坡度为千分之三。 4

这种布置方式与机轨合一布置方式相比，有如下优点： (1) 皮带运输机与轨道在交叉点处互相无干扰；(2)巷道断 面可以适当缩 小，容易施工，有利于安全生产；(3)能充分满足 矿

井通风风量及风速的要 求。 五 井底车场及峒室 (一)、一水平井底车场 1、车场型式 一水平井底车场位于-375m 水平最下一煤层底板岩石内(50m) ， 由于矿井 采用带式输送机运煤， 设有两套大巷运输系统， 此， 采用了刀把式环形车场， 因 皮带大巷与井底煤仓、主井装载 系统连接； 轨道大巷与副井提升系统连接。由 于不在井底车场 内设置煤车装载、存车、调车线路，车场型式比较简单。 矿井东、 南、西三翼皮带大巷在进入井底车场前，沿 12 度 倾角抬高， 直达煤仓上口位置。于是，井底车场分为上下两部 分， 上部为皮带卸载车场， 原煤经皮带大巷卸入井底煤仓，再 经装载皮带向立井箕斗装煤。 整个上部车场 有以下峒室：皮带 机头峒室、 配电室、配煤巷、联络巷、箕斗装载峒室、主井 散 煤收集上山、105 煤仓、 (容量 1000 吨，上口标高-330.36m，下 口标高 -353.37m)， 煤仓、 104 (容量 1000 吨， 上口标高-330.36m， 下口标高-353.37m)， 103 煤仓(容量 300 吨,上口标高-334.24m， 下口标高-353.31m)。 下部分相当于一般的井底车场， 为辅助运输、提升服务。 副井空重车线 长度各按一列车长度计算， 并在空车停车线并列 一条设备材料线，在重车线石 门口(西翼水仓入口处) 并列一条 临时存放升井设备及水仓清理的矿车停车线。 井底车场内设有下列峒室： 水泵房、 变电所、 度站、 信号房、 调 副井井底清理斜巷及绞车房、电机车修理间、 蓄电池机车充电峒室、保健站、 水仓等。 这种形式的井底车场的优点是： 可以减少主井开凿深度， 初期工程量少， 投资少，同时缩短了主井提升高度，清理主井 散煤用一条巷道即可， 比较方 便。缺点是：峒室多，总工程量 比较大。 2、井底车场通过能力 (1)主井系统 东翼皮带大巷„„500 吨/小时 西翼皮带大巷„„500 吨/小时 南翼皮带大巷„„750 吨/小时 5

煤仓容量„„2300 吨 箕斗„„10 吨 提升能力„„500 吨/小时 (2)副井系统 采用 1.7 吨固定矿车运输材料及设备矸石等。 副井装备一对 3 吨双层罐笼，提升能力：每钩提升矸石 3400 公斤。 (二)、二水平井底车场 1、车场型式 (1)主提斜井上部车场 皮带运输机将煤炭运至-365m 水平后，与 1062 小井相接，在 -365m 水平皮 带检修道的一侧，做碹岔作为检修入口与总回风道 相连， 在皮带巷上平台设皮 带硫化峒室、机头峒室、配电室、 检修车房等峒室。 副提上部车场 在-375m 水平 1032 石门北侧作为车场入口， 车场按 1.5 列车 长度设计， 斜井上井口设三股高低道，作为上提下放调度矿车 用，此段为调车场，道巷规 格为 6.8mx4.1m；断面面积为 22.9m。 由上平台的三股轨道过渡到斜井内的二股 轨道的三组道岔均布 置在 15 度暗斜井上端的 6.5 度的斜坡上。 在副提上部车场附近设绞车房、 配电室、绳眼、信号房、 安全档设备峒 室等。 (2)-475m 水平井底车场 -475 水平的副提车场及皮带巷均布置在 12-2 煤层底板岩石 中距 12-2 煤 层底板 10.40m。 井底车场附近设 2 个溜煤井，采区的煤经此井由给煤机送至 2049 主皮带 运输机中。 副提斜井下部车场设高低道， 高道存放下放的空车、材料 车，低道存放 矸石车等待上提，车场长度 1.5 列车长。在车场的 末端直接与 1、 2 号采区上 山下部车场相连，因运输距离较短， 不采用架线机车运输，必要时，只用蓄电 池机车牵引。 6

为便于检修，在-475m 水平两大系统之间，设一联络平巷。 在车场附近， 设压风机房、变电所、调度站、水泵房、 水仓、水仓清理斜巷、防治 水工程联络巷等峒室。 2、井底车场通过能力 (1)主提升皮带斜井：设计能力 120 万吨/年，实际上年最大 提升能力为 294 万吨。 (2) 副提升轨道斜井： 采用双钩串车提升，每钩提升矸石 3400 公斤。 矿井通风 六 矿井通风 一、矿井瓦斯等级 矿井瓦斯等级定为一级，煤尘有爆炸和自然的危险。 二、风量计算 矿井需要风量 Q=A×g×K÷60+Q‘=3430×1×1.45÷60+11=94m3/s A----矿井日产煤量 3430t/日 g----昼夜产吨煤所需风量 1 m3/min K----漏风，风量和瓦斯不均衡综合系数 1。45 三、

通风系统 矿井由副井进风，主井回风。矿井通风采用两大巷系统并列式。 四、通风负压 设计初期最大负压：H=160mm 水柱。 通风设备 一、扇风机风量，风压计算 风量：Q=KLQK=1.1×94=103.4 m3/s KL----通风设备漏风系数，取 1.1 风机初期最大风压:180 毫米水柱 二、选择扇风机 选用 70B2---21 型 N228 轴流式扇风机两台， 一台工作， 一台备用， 选用 630Kw 同步电机，型号 TD143/31---12 转速 600 转/分，改为 800Kw，D143/34—10 型 三、返风方式：采用反风道返风（设计） ，改为反转返风。 7

压缩空气设备 一、井下压风机 矿井使用压缩空气设备的地点，主要在井下岩石巷及半煤岩巷掘进中， 主要压风设备各异采区相距较远，确定在采区石门附近分设压机站，使用 20m3 压缩空气设备。 确定南异采区设置三台，西异设置两台。 （一）压风机技术规格 型号 排气量 压风 冷却水消耗 电机容量 (二) 冷却水泵 南异西异采区各设两台 2BA—6A 型离心水泵,其中一台工作一台备用. 二、地面压缩空气设备 地面压风机站供地面主副井绞车房和修配厂作用，地面压风设备采用两台 3L-10/8 型往复式空气压缩机，压风管路选用φ159 钢管直接埋入地下，通往需 求地点。 4L---20/8 型往复式空气压缩机 20m3/min 8Kg/cm2 <4.8 m3/h 130Kw

七 供电自动化和通讯

（一）供电系统 荆各庄矿井附近有三处电源，一侧是北 1Km 的双庙发电厂，建成后可引出 35 千伏电压； 一侧是南 5.5Km 的开滦马家沟矿;一侧是西南侧 6.5Km 的贾安子区 域变电所.三处电源中，双庙电厂无法利用，马矿到本矿 1951 年建成一回路为 AC—70 型，35 千伏输电路，已年久抢修，投产后淌需改造，而且，开平地区用 电负荷不断增加，输送容量受到，故作为本矿的辅助线路，本矿主要电源为 贾安子 110 千伏区域变电所 35 千伏母线引出，导线为 LGJ---120 型。另两个回 路。 8

（二）矿井用电负荷 矿井电器设备总容量：24232.4Kw 电气设备工作容量：15984.6Kw 矿井最大有效负荷：12995.6Kw 矿井最无有效负荷：70.6Kw 自然功率因数(COSQ)：0.865 地面变电所 35 千伏及 6 千伏母线的最大计算负荷见表 7—1、 7—2 采用多相 电容器进行补偿，补偿后功率因数 6 千伏母线为 0.916. 矿井吨煤电耗：63.6Kw 小时/吨 （三） 地面变电所及供电 矿井工业广场内设 35/6 千伏地面变电所，内设主变压 3 台，型号分别为两 台 SF—10000/35 及一台 SF---7500/35， 矿井后期负荷增长可增至三台 10000 千伏 安。 在 6 千伏配电室内设有 GG-1A 型高压开关柜 30 台， 并留有 12 个备用位置。 在 380 伏配电室内设有 SJ2—180/6 型动力变压器 2 台及 BSL-1 型低压配电 盘 4 台。 主控制室设在 380 伏配电室楼上。 变电所 6 千伏出线较多，在 6 千伏系统设计采用了由 GG—12/1 型功率继电 器及 XB—50/4 型步进选线器组成的接地故障选线装置，以及时准确处理故障。 变电所操纵电压 220 伏，操纵电源由两台 GKA—100/220 型硅整流器供给。 地面广场低压负荷分散供电，除广场室内外照明，变电所附近动力用电由变 电所 380 伏供电外，其它分别在选矸楼，及机修厂设低压配电供附近低压用电。 水源井、矸石山及工人村等广场处用电负荷负荷，由地面变电所引出两个 6 千伏输电线路供电，分别引至水源井和矸石山、水源井、工人村、矸石山之间以 6 千伏输电线路连络，接成开口环形网络。 （四）井下供电 井下供电全部由井下变电所供给， 其电源由地面变电所三段 6 千伏母线 各引出两条下井电缆， 分别经副井及主井井筒引至井下变电所六段 6 千伏母 线上，考虑了后期矿井涌水量增加，在地面变电所留有三条下井出线备用位置， 9

井下变电所亦留有相应的备用位置。 井下变电所内设有 GFW—1 型高压开关柜 34 台， BSL-11 型低压配电盘 5 台，KSJ2—180/0.4 千伏矿用动力变压器两台。 井底车场

与通风水平的低压动力与照明负荷由井下变电所供给。 井下大巷皮带机设计采用了集中供电的方式。 在井底车场与中石门皮带巷交 叉处设井下大巷皮带集中控制变电所，内设 GFW—1 型高压开关柜 4 台， KSJ3---320/6 型、6/0.69 千伏矿用动力变压力器 8 台。 为了向采区供电可靠，在各采区设采区石门变电所，内设 GFW-1 型高压开 关柜及 KSJ2 型矿用动力变压器。这样中石门采区和西一采区各设一个变电所， 以 6 千伏供其本采区各区段变电所，以 380 伏和 660 伏供附近动力和照明用电。

（五） 自动化和通讯 一、自动化 矿井有以下设备采用自动或集中控制 1、地面生产系统采用天津煤矿专用设备厂生产的 LGM 型半导体逻辑元件 控制。在逻辑系统故障下，仍能转换为继电联锁控制系统也能转换就地控制。 2、 井下大巷皮带运输机采用天津煤矿专用设备厂生产的 YJH 型运输机集中 控制系统，为能监视运行情况，井下皮带集中控制室内设模拟盘，系统中各机组 以不同载频返回模拟盘，显示声光信号，反映系统运行情况，系统亦就转换就地 运行，系统中采用扩音电话作为联络信号。 3、主井井底装载设备，副井上下井口推车机采用简易联锁装置控制及简易 信号。 4、副井井底装置设备，井底车场排水水泵采用晶体管自动化。 5、采区运输机采用晶体管集中控制系统。 二、调度通讯系统 1、行政管理电话：采用 JKL—2 型 200 门三座供电式交换机设办公楼内。 2、生产调度电话：采用 20—DHC—1A 调度电话总机，设办公楼内。 3、井下调度电话：采用 20 门调度总机，设井底车场内。 4、电力调度电话：采用 20 门磁石交换机，设在地面 35/6 千伏变电所内 10

八 井下排水和防水 （一）排水 1、预计涌水量的计算结果及部的审批意见是：初期正常涌水量；55m3/min， 突然涌水，初期最大涌水量 80m3/min。后期最大 100m3/min。 各异涌水量的分配：东异 45m3/min，南异 40m3/min，西异 20m3/min。 2、根据部审意见，按焦作矿经验，设计确定本矿井井底车场水仓净容量为 13500 m3 外加 3600 m3。相当矿井初期正常涌水量的 4.1 小时。 （二）防水：为避免突然涌水的威胁，在运输水平主要巷道中设置水闸门。 排水设备 矿井主排水泵设置于副井下井口附近.原设计主排水系统为一个副井排水系 统，建井期间矿井实际涌水比预计涌水量大，对增设一个主井系统。此外，在井 底车场副井空车线设置一个水泵房。担负排除井底车场部分的涌水任务。井筒涌 水，由水窝泵房担负。 主排水设备： 1、水泵技术特征 水泵型号 额定流量 电机功率 2、管路选择 副井排水系统管路，利用开滦库存，直径φ419mm，壁厚 17.5mm 无缝钢管. 主井排水系统管路，直径φ480mm，壁厚 15mm 无缝钢管。 3、水泵工况点 φ419×17.5 管路运行工况点。 运转形式 流量 Q m3/h 双台运行 三台运行 885 1156 扬程 H （m） 460 480 速度 V m/s 2.112 2.759 0.74 073 效率η 250D—60×8 型离心式水泵 420m3/h 860Kw φ480×15 管路系统运行工况点。 11

运转形式 流量 Q m3/h

扬程 H （m） 432 470 速度 V m/s 效率η

双台运行 三台运行 955 1357 075 074 4、水泵台数、管路趟数运行方式 设计不是按保安规程要求选用的水泵台数和管路趟数， 而选择遵循的原则是 工作水泵（包括管路）和备用水泵（包括管路）的总能力是 20 小时内排出 24 小时矿井最大涌水量。 这样确定主排水系统，并选用 18 台水泵，正常涌水时 10 台

水泵工作，运行 方式为双台并联或副井系统双台并联运行，主井系统三台并联运行。 最大涌水时，14 台---16 台水泵工作，副井系统双台或三台并联运行；主井 排水系统亦可双台或三台并联运行。 副井排水系统敷设φ419×17.5mm 排水管路 3 趟， 予留一趟的位置， 主井排 水系统φ480×15mm 排水管路 3 趟，运行可予留一趟备用检修管路。 5、850Kw 异步电机技术特征： 型号 转数 功率 其它排水设备 1、井底车场排水设备 井底车场最低点位于空车线上， 此处的水仓顶部标高较车场巷道水沟的底部 标高还要高，为有效使用水仓，故巷道涌水不能直接流入水仓，所以此处设一水 泵房。将涌水从水仓顶部排入水仓 泵房按 300m3/h 设计，设三台水泵的位置，装设两台水泵，一台工作一台备 用，予留一台水泵的位置。 水泵的技术特征 型号 额定流量 8BA---25 型 324m3/h JSQ1510-4 1450 转/分 850Kw 12

额定扬程 转速 功率 11m 1450 转/分 14Kw

敷设两趟排水管路，水管直径 250mm，吸水管直径 300mm 设计考虑自动上水，以实现水泵的自动控制。 2、副井水窝排水设备 水泵型号： 额定流量： 额定扬程 九、地面生产系统 3BA---9 32.4 m3/h 21.5m

（一） 煤的工艺流程 井下原煤：

箕斗 井架接受仓 给煤机 振动筛 +50 拣矸上皮带 -50 煤 矸石 矸石筒 矸石仓 矸石仓闸门 矿车 矸石山 主胶带

电动分配溜槽 储煤场转溜槽 受煤坑 给煤机

返煤装车胶带 火车外运 振动筛 +50 溜槽 +50 铁路煤仓 煤仓闸门 火车外运

-50 锚链刮板运输 -50 铁路煤仓 煤仓闸门 火车外运

（二）地面半煤岩系统 地面设一套半煤岩（脏煤）生产系统，将矸煤分开。从半煤岩中回收煤炭。 半煤岩工艺流程： 13

井下半煤岩(副井)矿车

1.7 吨翻车机 分级给煤机+30 B=1000 主胶带 成堆地销 -30

B=1000 主胶带 煤 矸石 拣煤筒 缓冲仓

闸门 矸石闸门

B=1000 胶 带 1.7t 矿车 矸山 成堆地销 缓 冲 第三节

辅助作业与矸石运输

一、机修厂 它担负矿井中修、小修和部分大修任务。分设：机组车间；锻铆焊车间；矿 车修理车间；金属支架修理车间；机采设备修理车间；电修车间；铸铁车间；翻 砂车间；位于场地的东部。 二、坑木场 设在矿场地东部，采用桥式装卸设备。 三、煤样室和化验室 煤样室设有破碎、筛分、称重等设备；化验室有分析仪器。 四、矸石运输 井下矸石占矿井产量 20%。矸石以矸石山形式堆放。仅服务于投产初期，年 限为 8 年， 占地 57.1 亩。 矸石山位于工业广场北部 以后矸石充填塌陷坑。 地面矸石运输亦由 1.7t 矿车编组 CZ—80K 型，80 马力柴油机车牵引运往矸 石山，经翻笼卸入矸仓，后由 2.27m3V 型卸矸车绞至矸架侧卸。 矸石山绞车选定 2TSJ1600/324—24 型。 十、采煤方法及采区(带区或盘区)巷道布置部分 采煤方法及采区(带区或盘区) 14

薄土地上。 距场地约 1.33Km,

4、 采煤方法 荆各庄煤矿采用走向长壁采煤法，综机开采，顶板管理为自然垮落。 在目前，中国长壁采煤工作面采用炮采、普采和综采三种采煤工艺方式。 综合采煤技术 综机开采工艺： 综机开采即综合机械化开采是指采煤工作面的破煤、装煤、运煤、支护、顶 板管理等基本工序都实现机械化作业。这样的工作面叫综合机械化采煤工作面， 简称综采工作面。 综采工作面设备是指工作面和平巷生产系统中的机械和电气设备， 其中包括 滚筒采煤机（刨煤机）、液压支架、可弯曲刮板输送机、桥式转载机、可伸缩带 式输送机、乳化液泵站、供电设备、集中控制设备、单轨吊车以及其他辅助设备 等。 综采工作面采煤方法 1．采煤机的进刀方式 当采煤机沿工作面割完一刀后，需要重新将滚筒切入煤壁，推进一个截深， 这一过程称为“进刀”。常用的进刀方式有端部斜切法和中部斜切法两种。 1）端部斜切法 采煤机在工作面两端约 25m－30m 的范围内斜切进入煤壁的进刀方式称为端 部斜切法。当采煤机割煤接近工作面上端，前滑靴移动到输送机的过渡槽上时， 将前滚筒逐渐降低，后滚筒逐步升高，以保持其正常的截割。 前滚筒进入平巷后，将采煤机稍微后退，并翻转挡煤板，然后使前滚筒一边转动 一边下降到底板，后端滚筒升起，采煤机开始反向割煤，此进前滚筒把上一刀的 底板余煤割净。当采煤机继续向下割煤即可顺着输送机弯曲段斜切入煤壁，直到 前后滚筒完全切入煤壁时（距回风平巷一般为 25m－30m），才停止牵引采煤机; 而后，将输送机直线段和弯曲段推至煤壁，翻转采煤机挡煤板，后滚筒边转动边 下降，前滚筒提起，使采煤机反向牵引割三角煤，直到前滚筒进入回风平巷，采 煤机的上缺口即完全做好。这时再将采煤机稍微后退，翻转两个挡煤板，并调换 两滚筒上、下位置，便可开始第二循环的采煤。

在采煤机割到运输平巷时，也用 同样的方法进刀。 2）中部斜切法 采煤机在工作面中部斜切进入煤壁的进刀方式称为中部斜切法）。洒煤机由 工作面下端向上跑空刀，随后进行移架，推输送机。当洒煤机到工作面中部时， 利用输送机弯曲段曲段斜切进刀，随即向上割煤直至运输平巷。然后停机换向， 下行空放，当采煤机到工作面中部时，割去三角煤，接着向下割煤直至运输平巷 平巷后即完成一个循环。 2．滚筒采煤机的割煤方式 滚筒采煤机的割煤方式可分为单向割煤和双向割煤两种。 1）单向割煤 采煤机沿工作面全长往返一次只进一刀的割煤方式叫做单向割煤。 单向割煤 一般用在煤层厚度小于或等于采煤机采高的条件下。 2）双向割煤 15

骑座输送机溜槽的双滚筒采煤机工作时，运动前方的滚筒割顶部煤，后随着滚筒 割底部煤。“爬底板”采煤机则相反，应是前滚筒割底部煤，后滚筒割顶部煤。 0 割完工作面全长后，需要调换滚筒的上下位置，并把挡煤板翻转 180 ，然后进行 相反方向的割煤行程。这种采煤机沿工作面牵引一次进一刀，返回时双进一刀的 割煤方式叫做双向割煤。 3．采煤机的装煤方式 在综采工作面， 主要靠采煤机滚筒上的螺旋叶片把大部分碎落的煤炭装入刮 板输送机，同时靠滚筒后面的挡煤板来提高装煤效果。输关机铲煤板将余留的浮 煤推挤到溜槽中。 必须指出，为了使滚筒割落下的煤能装入输送机，滚筒上螺旋叶片的螺旋方向必 须与滚筒旋转方向相适应：对顺时针旋转（采空区侧看）的滚筒，螺旋叶片方向 必须右旋；对逆进针旋转的滚筒，螺旋叶片方向必须左旋。 普通采煤技术 普采工艺方式—用机械化方法破煤,装煤,输送机运煤和单体支柱支护顶板 的采煤工艺,我国主要采用滚筒采煤机破煤 设备及布置 1,MDY-150 采煤机; 2,SGB-630/150 可弯曲刮板输送机; 3,DZ-22 单体液压支柱; 4,HDJA-1000 铰接顶梁 5,推移输送机千斤顶; 6,运输平巷中的输送机. 控顶排数(三,四排) 开切口(机窝) 人工爆破开切口,上切口 6~10m ;下切口 2~3m 切口宽 2~3m.下缺口有可能不 开:刮板输送机机头伸入巷道中双滚筒采煤机能自开缺口 采煤机的割煤方式 1、单向割煤方式 单滚筒采煤机,滚筒直径小于采高，割顶煤，挂顶梁，割底煤,清理浮煤，推 移输送机(滞后采煤机 10~15m)，采煤机往返一次进一刀,煤壁推进了一个截深。 主要问题:顶板管理 2、双向割煤方式 煤层较薄,单滚筒采煤机,滚筒直径接近煤层层厚 上行: 割煤, 挂梁,推移输送机,支柱 下行: 割煤,挂梁,推移输送机,支柱 上行,下行往返一次进两刀,工作面推进两次. 采煤的进刀方式 16

进刀——采煤机滚筒向垂直于煤壁方向推进,进入下一截深的切割作业 进刀:切入煤壁 进刀方式的实质采煤机运行与推移输送机的关系. 1、直接推入法: 用的少,容易损坏采煤机与刮板输送机 2,端部斜切进刀 (1)端头割三角煤斜切进刀 (a)割底煤至工作面下端部 (b) 返向沿输送机弯曲段运行,上行割顶煤切入煤壁,直至完全进入输送机 直线段 (c)推移输送机机头及弯曲段成一直线; (d)采煤机返向下行沿顶板割三角煤直至工作面下端部; (e) 进刀完毕,上行正式割煤,至斜切进刀终点位置时,滚筒沿顶板割煤. 单滚筒采煤机双向,单向割煤,有利于端头管理,费时,往返(20～25m)进刀与 移机头干扰 (2)端头留三角煤斜切进刀 (a) 下行进入进刀段后割顶煤至工作面下端头后停机,随机下行推输送机至 进刀段,采煤机返向上行沿输送机弯曲段割三角底煤; (b) 割底煤至输送机直线段后改为割顶煤,此时,推移机头和弯曲段; (c) 上行割顶煤直至上切口,输送机已移直,在下端头留下三角煤 (d)在正常段下行割底煤,并随采煤机下行推移输送机; (e)采煤机在进刀段割顶煤直至工作面下端部,随机自上而下推移输送机,在 工作面下端部留下底部的三角煤.重复过程，完成进刀全过程. 单滚筒采煤机双向,单向割煤端头不往返,进刀与移机头不干扰,端部煤壁 不直. (3)单滚筒采煤机中部斜切进刀∞字形割煤往返一次进一刀 (a) 下行进入进刀段后割顶煤至工作面下端头后停机,随机下行推输送机至 进刀段,采煤机返向上行沿输送机弯曲段割三角底煤; (b) 割

底煤至输送机直线段后改为割顶煤,此时,推移机头和弯曲段; (c) 上行割顶煤直至上切口,输送机已移直,在下端头留下三角煤 (d)在正常段下行割底煤,并随采煤机下行推移输送机。 工艺方式 上半段割煤 下半段推输送机 上半段推输送机 下半段割煤 爆破工序 爆破采煤简称“炮采”，其特点是爆破落煤，爆破及人工装煤，机械化运煤， 用单体支 17

柱支护工作空间顶板。随着技术装备的发展，中国炮采工艺经历了三个主要发展 阶段：建国初期改革采煤方法，推行长壁采煤工艺，工作面采用拆移式刮板输送 机运煤、木支柱支护顶板，生产效率很低，工作极为繁重，劳动条件差；20 世 纪 60 年代中期开始，采用能力较大、能整体前移的可弯曲刮板输送机运煤，用 摩擦式金属支柱和铰接顶梁支护顶板，使工作面单产和效率有较大提高，劳动强 度有所降低； 进入 20 世纪 80 年代， 炮采工作面的装备和技术手段更新速度加快， 用防炮崩单体液压支柱代替摩擦式金属支柱，工作空间顶板得到有效控制，生产 更加安全，支护工作效率提高，而且工作面输送机装上铲煤板和可移动挡煤板， 使 80％～90％的煤在爆破和推移输送机时自行装入输送机的同时工作面采用大 功率或双链刮板输送机运煤和毫秒爆破技 长壁工作面用爆破方法破煤,爆破及人工装煤,输送机运煤和单体支柱支护 的采煤工艺炮采工艺标志是爆破破煤：钻眼,装药,封炮泥,联炮线,放炮等工序 炮采工艺的基本特点: 炮采工作面机械化水平低; 工人劳动强度大(装煤,支柱,放顶);产量和效率 低;但对地质条件适应性强. 1）炮眼布置 1)炮眼排数:取决于煤层的厚度和煤层的硬度，单排 双排 三排 ，M 2.5m 2)炮眼的平距 顶梁长度:一般 1~2m，每茬炮工作面进度 0.8~1.2m，一般 1.2~1.5m 的钎杆， 为保护顶板,保护支护,不使煤崩到采空区,要合理装药 3)炮眼角度 平面上:与煤壁的水平夹角一般为 50°~80°.为不崩倒支架,煤软时取大值, 煤层硬时取小值. 剖面上:仰角，顶板稳定时 a=5°~10°，顶板不稳定时 a=0° ，俯角 10~°20° 4)钻眼,装药 (1)钻眼设备:煤电钻,麻花钎子(电动)风煤钻(风动) (2)炸药与装药量: 炸药:煤矿许用炸药:底眼 150~600g 顶眼 200g 雷管:煤矿许用电雷管 5)联线与起爆 电雷管引爆(毫秒延期电雷管)起爆：毫秒爆破 130ms 内全部起爆,避免延期 引爆瓦斯 延期起爆:底眼,中间眼,顶眼，增加了自由面提高了爆破效率，产生的波相互干 扰,有利于减少顶板震动 支护形式 1.工作面共选用 75 组 G320－13/32 型掩护式支架支护。 2.工作面上下端头支护： 工作面上下端头使用 HDJA-1200 型双楔金属铰接顶 梁和 DZ25-25/100（或 DZ30－20/100）单体液压支柱配套进行支护，梁距 450± 18

50mm，柱距 600±50mm（工作面刮板输送机机头、机尾箱上方控顶区处除外）， 双楔铰接梁保证插齐椭圆销，椭圆销用铁锤打上劲。支架边至双楔铰接金属顶梁 3 间加打一块 3000×170×160mm 方木或 3000mm×φ180mm 半圆，一板至少三柱， 支柱使用 DZ25-25/100 或 DZ30－20/100 单体液压支柱，方木或半圆随推采往前 串。如腮部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，上顶插严背 实，煤壁侧护好帮。为加强支护，在工作面刮板输送机机头双楔梁梁空内，加打 两块 3.7mπ型钢梁，以维护下端头，随工作面推进向前交错前串，错距 600mm ±50mm，一梁不少于三柱。 3.上、下出口支护:上、下出口超前工作面煤壁 4～7m 范围内提前替回金属 拱形支架，替回金属拱形支架用 3000mm×φ180mm 半圆（或 3000×170× 160mm3 方木）用 DZ25－25/100 或 DZ30－20/100 单体液压支柱配合 HDJA-1200 ， 双楔金属铰顶接梁打走向托梁，单体液压支柱必须打在 3000mm×φ180mm 半 圆（或 3000×170×160mm3 方木）与 HDJA-1200 双楔金属铰顶接梁相交处正下 方，上、下出口各 3 趟，如巷道受动压影响较大时可各加打一趟托梁。在上、下 出口 20m 范围内加强支护， 即在原有支护下方打单体液压支柱， 2000mm×φ 用 160mm 或 3000mm×φ180mm 半圆做托梁，10m 以内打双趟，10～20m 范围内 打单趟 5、心得体会 通过本次实习,对煤矿有更深入的了解,很多事故是由于违规操作和管理疏 漏等原因造成的。作为未来的煤矿安全人

员我们应该刻苦学习，掌握先进的采煤 技术和管理技术，避免各类事故的发生，使生命财产损失降低到到最低。 采矿行业环境比较恶劣而且条件比较艰苦，是多种灾害发生频率较高的行 业，给人类的生命财产造成严重的威胁，事故带来的损失非常巨大。广大矿工在 艰苦的井下劳动，给人类带来的光明和温暖，我们应该致以崇高的敬意，同时我 们更应该改善矿工的工作环境，减小危险系数，保证他们的生命安全与健康。 6、成绩评定 19

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