采矿专业毕业实习技术报告.doc

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1、太原理工大学函授学院采矿专业实习报告班 级：08采矿实习学生：牛 飞指导老师：邢存恩实习日期：2010年67月目 录第一章 矿井概述.2第二章 生产技术.9一、矿井储量、生产能力、服务年限.9二、矿井开拓.9（一）开拓方式.9（二）阶段水平垂高.10（三）水平划分.10（四）采区划分及采区要素.10（五）采区生产能力.10（六）保安煤柱的留设.11（七）井底车场形式.11（八）采区巷道布置及生产系统.11（九）采煤工艺及循环作业组织.11（十）采区巷道断面、采出率及采掘位置关系.20（十一）三量管理.20（十二）经济管理.20第三章 通风与安全21一、矿井瓦斯等级.21二、煤尘爆炸性.21三、

2、煤层自燃倾向性.21四、矿井通风.21第四章 机电运输23一、提升运输系统.23二、排水系统.25三、供电系统.26四、压风系统.27附图目录附图1-1：矿区交通位置图附图1-2：煤系地层综合柱状图附图2-1：磨心坡煤矿开拓系统图附图2-2：-115m南采区巷道布置示意图附图3-1：磨心坡煤矿通风系统图附图4-1：磨心坡煤矿运输系统图附图4-2：磨心坡煤矿排水系统图附图4-3：磨心坡煤矿供电系统图第一章 矿井概述团柏矿位于霍州市区南5公里处的汾河西岸，现有总资产1.73亿元，矿井井田面积34Km2，地质储量3.9亿吨，矿井1980年12月投产，原设计生产能力60万吨/年，经2000-2004年

3、系统改选，生产能力达到210万吨/年。证载能力210万吨/年，开采煤层2#，10#，采煤工艺采用综采，证件号7。核定能力210万吨/年，核定能力批准文号晋煤规发2005256号。2008年实际产量 190.2万吨。1、矿井开拓方式：斜井开拓。2、矿井通风系统：矿井通风系统为混合式机械通风，1#主扇型号为BDK-10-NO30 电机功率为450*2KW，2#备用型号为BDK-10-NO30 电机功率为450*2KW。矿井现有五条进风井：团柏主井、团柏副井、沟底进风井、一家庄进风井、圪塔条进风立井。回风井一条：圪塔条回风立井。主扇排风量为6825m3/min 矿井负压2500pa，矿井实际总进风6

4、440 m3/min。3、监测监控系统：08年由集团公司通风部负责对原KJ2000瓦斯监控系统进行全面升级改造为现在的KJ2000N监控系统，目前已全部升级完成，各项指标符合国家行业规范要求，并通过验收。另外工业电视监控、产量监控系统运行正常。4、洒水防尘系统：目前矿井井下洒水采用圪塔条风井上部静压水池（蓄水体积200m3*2）供水；443大巷布置4寸洒水管路6300米，下组煤首采区、各采面均更换为4寸洒水管路供水。掘开工作面均按规定在巷道中安设有隔爆设施和放炮水幕、静化水幕；各主要、辅助、生产巷道均设有净化水幕，在炮掘工作面全部实现了湿式打眼。5、矿井防灭火系统：目前矿井所采10煤为二级自燃

5、煤层，矿井在四四三大巷十一联巷建有消防材料库，消防材料设备齐全；各皮带机头均采用不燃性材料支护；井下各转载点及油脂库均配备用消防沙箱、洋镐、铁锹、灭火器；对井下采空区按规定进行了密闭，并实行了定期检查，防灭火管理上实行预测预报制度。同时在回采工作面上隅角安装有CO传感器，在主要皮带机头安装有烟雾传感器进行监测。6、矿井排水系统：矿井共有井底中央泵房、沟底泵房、下组煤一泵房和下组煤二泵房4个主要泵房。目前上组煤443水平涌水由井底中央泵房直接排至地面；下组煤水平涌水由下组煤一泵房排至原443总回风巷，通过总回风巷自流到沟底泵房，再由沟底泵房排至地面。井底中央泵房：水仓仓容3200m3，安装D45

6、0-603水泵4台，325mm排水管路两趟，长度709m2。排水能力750m3/h，主排上组煤443水平涌水。目前正进行井底中央水仓扩容工程，计划一季底末完成，水仓仓容将达到4800m3。沟底泵房：水仓仓容800m3，安装D450-605水泵4台，325mm排水管路一趟，长度1300m，219mm排水管路2趟，长度1450m2。排水能力750m3/h，主要将下组煤排出的水排到地面。下组煤一泵房：水仓仓容5800m3，安装14SH水泵4台，325mm管路3趟，长度260m3。排水能力1600m3/h，主要将下组煤水排到443水平。目前下组煤二泵房一级排水系统改造已完成，安装MD800675水泵5

7、台，通过疙瘩条立井安装2趟500mm管路，长度709m2。将下组煤水平涌水直接排到地面，排水能力1280m3/h。一级排水系统投用后，原下组煤排水系统作为备用。7、运输、提升系统：生产系统斜井采用动力皮带运输，大巷采用2.5T底卸式矿车，主斜井采用 SDJ-100型胶带输送机，付斜井采用 JK2.5绞车提升，8、供电系统：矿井井下供电来自团柏35KV变电站和圪塔条35KV变电站，35KV两趟回路电源来自中煤电厂和白龙35KV变电站，6KV共计9趟入井回路。井下变电站6个，下组煤3个，443水平2个，全部实现双回路供电，在圪塔条立井供电系统形成后，矿井依托团柏35KV变电站和圪塔条35KV变电站

8、供电，供电系统更加安全、可靠。9、采煤方一法为走向长壁式开采方法，采煤工作面采用600KW电牵引机组和SGZ-764/630刮板机，掘进采用EBJ-120TP综掘机，采掘机械化程度100%，劳动作业方式为“四、六”制作业。10、团柏矿在2003年顺利通过了ISO9000质量管理体系认证和ISO14001环境管理体系的论证，证件齐全，体系运行正常，ISO18000职业健康安全管理体系论证于2004年3月顺利通过专家评估，系统运行良好。第二章 生产技术一、矿井储量、生产能力、服务年限矿井原始地质储量3.9亿吨。截止2005年底，-200m水平以上矿井累计动用储量2475.9万吨，损失量501.3万

9、吨，累计注销量7.2万吨，矿井剩余保有储量1609.2万吨，可采储量为1135.3万吨。储量减少86.3万吨，累计探明储量3874.4万吨。矿井原始设计能力45万吨/年，近些年实际生产能力40万吨左右，2005年核定生产能力50万吨，按储量备用系数1.5，剩余服务年限约15年。二、矿井开拓（一）开拓方式矿井开拓方式为平硐十竖井暗斜井综合开拓方式。平硐口标高为222.5m，全长2170m，是矿井运输、行人、通风及排水的主要通道。竖井位于520m标高的芦梯沟，井底止于-10M水平，井筒全长522m，断面积23.8m2，主要承担矿井通风和辅助提升任务。暗斜井分别为主提升箕斗井和30人行斜井。箕斗井主

10、要用于煤层提升，为二级提升，其中-115水平至-l0m水平为第一级提升，全长350m,斜井坡度为35，断面为11.57m2，箕斗容量为3t；-10m至+230m水平为第二级提升，斜坡度为60，全长为185米，断面为9.1m2，箕斗容量为2.5t。30人行斜井用于行人和辅助提升，坡度为30度，断面为15.04m2，全长690米。附图2-1：矿井开拓系统图（二）阶段水平垂高矿井现生产水平为-115m水平，延深水平为-220m水平。阶段水平垂高105米。（三）水平划分法定范围内，矿井自上而下分7个水平开采（+415米、+330米、+230米、+110米、-10米、-115米、-200米），各水平采区

11、分南、中、北三个大采区，其中南北采区分别为南一、南二采区和北一、北二采区。水平服务年限一般810年，水平接替一般58年，因此各水平在正式生产的第四个年头就将准备开拓延深。（四）采区划分及采区要素矿井各水平分三个大采区开拓和开采（南采区、中采区、北采区），每个采区走向长大致2300米，采区开采顺序为：北采区南采区中采区。煤层开采顺序依次为K9K8K6K5K4K2，即先开采上覆煤层，在上覆煤层开采超前下伏煤层80米以上后再开采相邻的下伏煤层。（五）采区生产能力矿井为煤与瓦斯突出矿井，且为煤层群开采，因此，为了安全开采，一般一个采区布置2-3个采煤工作面，采取采区配采及厚薄煤层配采方式布置回采工作面

12、，采区生产能力大致为17-19万吨，矿井年生产能力一般在36-40万吨。（六）各种保安煤柱的留设矿井各采区之间一般留有200-300米的采区隔离煤柱，水平与水平之间留设有水平隔离煤柱，井筒和地面重要建筑设施下均留设有保护煤柱。（七）井底车场形式矿井各水平井底车场形式为折返+环形式车场，年通过能力一般在120万吨左右。井底车场硐室如：调度室、信号室、中央变电所、水泵房等一般布置通风条件良好，巷道宽度较大，对运输没有影响的位置。（八）采区巷道布置及生产系统各水平采用茅口集中运输巷、煤层运输巷、石门、采区进、回风上山，形成采区通风、运输、排水等生产系统。附图2-2：-115m水平南采区巷道布置示意图

13、（九）采煤工艺及循环作业组织矿井薄煤层采用倒台阶及俯伪斜走向分段密集支护采煤法采煤，中厚煤层采用伪斜柔性掩护支架采煤法采煤，风镐落煤，自然陷落法管理顶板。1、薄煤层回采工艺（1）用风镐落煤方式，工作面的煤炭利用煤壁自溜，不安设搪瓷溜槽，采空区管理采用自然垮落法。（2）施工人员进入工作面回采前，根据现场情况，一开始便要在回采点下部斜坡中适当位置（大约中间位置）扛煤，利用加工的专用扛煤板扛稳扛牢，下部用细煤末煤护实。扛煤板长0.8m，其一端设金属挂钩。扛煤点只能设在两道密集假顶之间，避免因扛煤堵塞通风断面或煤炭直接冲击到假顶上。（3）采槽深度严格控制在0.7-0.8m间。（4）各采煤碛头采落的煤炭

14、堆集到一定程度，由当班工长统一指挥，协调联络，自下而上进行扯煤放煤。扯煤时，必须联系好，做到上呼下应，避免煤炭冲击伤人，工作面必须勤扯煤放煤，防止工作面堵塞。（5）采面的钢编高压软管必须捆在单体支柱上，尽量靠向顶板，避免煤炭和传运材料的冲击。（6）回柱方法及措施工作面采用人工回柱放顶法， 坚持“先支后回”、“采后即回”（工作面采完对应假顶的煤炭后，就立即回对应假顶的料）的原则。回柱工具：卸载把手、软绳、回柱器。回柱放顶顺序：在一个假顶内，从下向上，从采空区向煤壁逐根回柱。严禁在控顶区域内提前摘柱。回柱放顶前，必须对放顶区内的安全工作进行全面检查，清理好上、下退路，在确无危险的情况下进行操作。回

15、柱放顶前，先用回柱器钩住被回的柱，另一端，挂在第二排未回柱上，防止单体支柱被矸石压住。回柱时，使用专用手把卸载，不能使用锤、镐等硬物件直接敲打单体支柱，以免砸坏柱筒和三用阀。回柱中遇顶板来压，应立即停止回柱工作，撤离来压区，待工作面压力稳定、经加密支护后方可恢复工作。若遇顶板大面积来压，有冒顶危险时应停止回柱工作，及时撤出人员至安全地点，并向调度汇报。如遇顶板破碎，压力大时，采取“先替后回”的原则，即先打上木支柱，再替换下单体支柱。表1 薄煤层回采工作面循环作业组织表劳动组织原班作业形式循环方式循环方式日进单循环作业方式两班作业推进度0.8m工作制度“三、八”制，两采一准循环进度1.6 m循环

16、率87%工种出勤人数采煤班采煤班准备班采煤采煤准备小计8点 16点 24点 8点采煤工121224放煤工112开横冲风眼22巷道维修11扯笆折翻煤路22值班人员1113总计14146342、中厚煤层伪斜柔性掩护支架的回采工艺（1）剔大棚a.大棚规格为“7、7、7”断面的木棚支护。上宽下宽高23.42.1m，棚距中对中0.6m。b.剔大棚采用抬梁卧底的方式进行（即先将原装料梁头抬起，然后扩巷撤柱子，做大棚）。c.大棚料沿天板架设，天板炭应采尽，底子留平整。棚料架正架牢，背牢笆折，垮空处用老料绞架接顶。d.大棚做好后，必须拉好地沟，地沟布于巷道中央，地沟规格：上宽下宽高=1.51.0（0.81.0

17、）m。地沟必须采在煤层中间，天板炭留起，若风眼口无护槽炭，必须打绷子支护牢天板柱，各风眼口必须搁23根长料以利于人员行走，做好后才能铺设支架。（2）支架铺设a.先沿K2HL铺设5根钢丝绳，每根钢丝绳长100m左右，钢丝绳的直径都必须大于21mm,其中必须有3根大于25mm。所有钢丝绳接头应用6付绳卡卡紧、卡牢，钢丝绳接头应错开34m，每个接头的两根钢丝绳搭接长度为34m。b.每隔200mm安装一根支架，其间用垫木撑住。在铺设时，支架头应靠近大棚天板柱铺设,支架铺成直线。c.铺设时，一定要使支架天板端向北偏移0.4m,天板端应高于底板端0.3m。d.在支架天、底板各铺一路46双眼的短槽铁。支架、

18、槽铁和撑木必须紧靠，钢绳必须拉直拉紧，支架应上螺丝必须配齐，一次卡紧，拧牢。e.在支架上面套斜拉钢绳。斜拉钢绳两端应紧靠槽铁，拉紧成直线，用四付绳卡卡紧固牢。斜拉钢绳严禁套在槽铁的边缘支架上；每根斜拉钢绳控制1719根支架；f.铺架时槽铁与槽铁之间的距离不得超过1cm；槽铁与工字钢成面接触，不得压在焊接的加强板上。g.支架上拐点与支架端头距离必须大于15m。（3）放顶a.矿成立以生产矿长为组长，以生产工作部部长，安全管理部部长，通风、机电、运输区长，调度室主任、施工队长等为成员的放顶领导小组。组长负责全面安排协调有关工作。b.放顶前施工队必须填写放顶申请书，写明放顶时间和范围，并经矿领导及相关

19、部门签字后生效。c.回采工作面放顶，必须严格按煤矿安全规程、技术操作规程、作业规程和技术安全措施执行。d.现场总指挥由施工队队长或书记担任e.每次放顶前，必须先由安全部、生产部、施工队放顶跟班人员和瓦检员一起对大棚进行安全检查和安全退路检查，只有在没有安全隐患时，才能由现场总指挥发出开始放顶指令。安全管理部、生产工作部、必须派人现场跟班，对放顶全过程进行检查、监督。f.通风区派一名区领导现场负责洒浆、调风等有关工作。g.把大棚巷与未剔回风巷处的过渡煤坎处采斜，同时清理好浮碴及杂物，保持安全退路畅通。支架地沟内材料整齐堆码在两边，中间通道保持畅通，保证行人回风的需要。h.放顶前或放顶途中，若安全

20、部、生产部、通风区对放顶指出有问题时，现场总指挥不得发出放顶指令或继续放顶。i.每次剔大棚长度不得超过60m，留12m不铺支架，放顶工作正常情况下，铺设端头保留67架大棚料(45m)不放，压力大时，可适当多留，每次放顶距离不得超过25m。j.放顶前必须对大棚料进行维修加固。对压力较大和有地质构造的地方必须加打临时立人或打一梁二柱抬梁支护；对放顶结束留设的67架大棚料（铺架端，已铺支架）、未铺支架的大棚料的两邦柱子各钉1行拉板进行整体加固，以形成一个整体，并在两边都必须连续打上一梁二柱抬梁支护。k.放顶前，把计划放顶段内的料与料之间的撑木和拉板取掉。l.放顶采用风动回柱绞车放顶，严禁人工回柱放顶

21、。放顶由南向北逐架进行，放顶时不得从事与放顶不相关的工作。m.绞车的固定：用钢绳固定在掩护支架端头，距端头边缘1.0m 位置。绞车必须安装牢固。绞车安装点沿巷道方向的四架大棚料天底板边分别打抬梁立人进行加固支护。放顶过程中若有松动，随时发现,随时重新打紧固牢。该抬梁要求直径大于18cm，长2.02.2m。n.放顶前，绞车司机必须检查绞车，链子，绳钩及抠绳，气门开关等是否符合安全要求，发现问题，必须及时妥善处理。o.用抠绳拴好要回的架料，并与主绳钩连接，拴好绳后，人员退到安全地点。p.启动绞车回柱时，支架上不得有任何人员。绞车司机和现场总指挥两人站在支架端头的大棚巷内，其余所有人员必须撤至未剔大

22、棚的回风巷或支架地沟内。绞车司机和总指挥，若遇险情立即进入掩护支架地沟内避灾。只有等前方垮塌稳定后，再观察情况，进行妥善处理。q.放顶时，只能采用快套慢拉的方法，逐架拉垮大棚，拉一架捡一架料，料拉垮后，必须待前方垮塌稳定，煤尘消散后，才能进入捡料和喊人运料，套料捡料必须派有经验的工人担任，并派有经验的人员看好安全，套料捡料必须听从照看人的指挥，严禁提前进入和强行捡料，用长把工具进行检料，严禁人员进入老空区捡料。放顶现场不得高声喧哗，必须静观其变，听从总指挥统一指挥，若遇险情立即撤出。r.放顶时，一次只能拉一架料，严禁一次拉多架料，严禁绞车超负荷运转。s.绞车将支柱和梁头拖至安全位置，发出停车信

23、号，停止紧绳，取出支柱和梁头，放到指定的不影响安全退路的地点。t若料压死卡住或安全状况差，人员无法套拴的支柱可以保留不回。u.在放顶过程中必须随时观查大棚的支护情况，发现有断梁折柱时，必须停止放顶，打上立人或掺料处理后方能继续作业。v.放顶过程中，若连续5架料放后不垮落或垮落量很少（垮碴厚度小于1.0m），立即停止放顶工作，在支架端头打上栅拦，设立禁止入内警示，禁止人员进入支架内。及时向调度室汇报，经研究后再作下一步安排。（4）回采a.该采区采用伪斜柔性掩护支架采煤法进行回采，支架形式为“八”字形掩护支架，支架宽度（下宽）3.2m。b.采用风镐落煤，工作面煤炭用搪瓷溜槽自溜，用自然垮落法管理采

24、空区。c.支架下端头沿着开切眼下落到大巷上横道，即切割工作完成。切割完成后，其工序为：回风巷剔大棚铺支架放顶回采工作面采煤（拉槽采煤落架）撤支架d.在工作面各斜坡口，由下向上采槽，随着采槽的推进而逐渐的撤、安溜槽，采槽点前方2m的溜槽应提前撤出。采槽深度0.81.0m，槽子上宽1.5m，下宽0.7m。e.槽子采通后，由下往上采底板煤，落底板支架，当底板支架落架3-6m时（沿工作面伪斜方向），才可开始采天板炭，落天板支架，落架前，先打好立人，控制好落架步距。底板落架超前天板落架3-6m。f.各斜坡必须一槽一槽采通，靠天板的护槽炭不能采尽，应采成一定的斜坡状，以防天板炭翻落伤人。g.采煤时，工作面

25、各斜坡推进度必须一致，上斜坡必须超前下斜坡0.51m。各斜坡必须每槽采通，严禁一个采煤斜坡出现两个台阶。h.回风巷大棚有25m左右时（小于30m），开始铺支架，放顶。放顶与铺支架，剔大棚不能同时作业，放顶距离超过20m后便可进行支架下放、调斜，回采工作。i.上拐点底板侧应先于顶板侧回采，超前距为1.5-2.0m 。j.上、下拐点变坡长度控制在2.0-5.0mk.回采时，根据现场实际情况，对支架打好立人，对采面与斜坡交叉点打上绷子支护。(5) 支架回撤a.支架架尾采至小横巷以上57m时，开始将支架调平，在调平过程中，逐步将支架面的坡度调至020度，然后由南向北逐架回撤支架。b.回撤支架前，应根据

26、现场实际情况先打立人或绷子及时进行支护，确保作业安全、退路畅通。然后撤卸螺栓，撤钢绳（一次松动螺栓数量不得超过5根支架）。c.撤支架时，用风动回柱绞车或金木链进行，一次只能拉一根工字钢。绞车或金木链必须固牢，人员必须站在安全地带方可启动。d.撤至子风眼口附近时必须将子风眼地楼板扛好，以防堵死风眼，便于以后封堵。e.撤出的支架和材料必须及时传运，保证安全退路畅通。f.撤支架时，支架在小横上必须保证有三个子风眼畅通，一个进风，一个行人和运送材料，一个下煤。回撤支架滞后工作面距离不得落后下煤眼21m。撤架点至工作面下拐点应保持2个风眼，风眼内支护完好。（3）支架放架煤现K2煤层厚达4.5 m，支架采

27、煤厚度仅3m 左右，遗留煤炭多，资源损失大，而且容易引起煤层自燃。因此，经矿研究，决定对支架进行放架煤作业，这样对于增加工作面单产，减少资源损失，有效的防止煤层自燃，改善全矿的生产和安全条件都有很好的促进作用。表2 中厚煤层回采工作面循环作业组织表序号工种出勤人数采煤班采煤班采煤班早中下中班夜合计7：00 15：00 23：00 7：002剔大棚铺支架放顶4483放煤工444124绞车司机22265拆支架446工长111147夯活工108合计292911291059备注剔大棚、铺支架放顶和拆支架工序可以根据现场生产实际作适当的调整，要求不得影响整个采面的正常推进。全队在册人数=出勤人数/出勤系

28、数=105/0.9=117（人）（十）采区巷道断面、采出率及采掘位置关系采区集中运输巷断面一般为3300*2900，三心拱断面；煤层运输巷断面一般为2500*2200，梯形断面；石门断面一般为330*2500，三心拱断面。薄煤层采区采出率一般为8789%；中厚煤层采区采出率一般为7585%。一般煤层巷道掘进碛头超前回采工作面80米以上。（十一）三量管理矿井开拓煤量可采期一般控制在3-5年；准备煤量可采期一般控制在12个月以上；回采煤量可采期一般控制在4-6个月；解放煤量可采期一般控制在18个月以上。（十二）经济管理矿井现有职工1800人。其中原煤生产人数623人，井下辅助工种人数530人，井下

29、管理人员120人，地面职工527人。原煤生产成本大致为120元/吨，平均回采工效为5.6吨/工，全员工效为0.97吨/工。第三章 矿井通风与安全一、矿井瓦斯等级矿井为煤与瓦斯突出矿井，近年矿井相对瓦斯涌出量平均为77.13m3/t，绝对瓦斯涌出量平均为52.75m3/min。主采K2煤层有煤与瓦斯突出危险，煤层瓦斯含量为4042 m3/t，瓦斯含量系数为6.54。建矿以来有记载的煤与瓦斯突出事故共有45次，平均突出强度为267吨，最大突出强度为5270吨（1997年5月30日）。主采K2煤层最大瓦斯压力为13.9MPa。二、煤尘爆炸性磨心坡矿开采各煤层之煤尘均具有爆炸危险性，煤尘爆炸性指数为3

30、4.764.7%。三、煤层自燃倾向性矿井主要开采的K2煤层具有自燃发火倾向，为容易发火煤层，发火期为36个月。四、矿井通风矿井在井田中部分别布置了1个进风斜井、1个进风竖井、1个进风平硐、2个回风斜井，通风方法为抽出式通风，通风方式为混合式。其中3个进风井为：+230m主平硐、+480m南翼竖井、+500m北翼进风斜井进风；2个回风井为：+490m南翼回风斜井、+490m北翼回风斜井回风。矿井主要通风机共4台。其中：北翼2台风机型号均为BDK-8-No.21，配套电机型号为YBF355S-8，额定功率为2132Kw，风机叶片安装角为35，总排风量为3792mmin，额定风压为3012Pa，等积

31、孔为2.02m2；南翼2台BDK-6-No.18型对旋主要通风机，配套电机型号为YBF400-8P，额定功率为2132Kw，风机叶片安装角为34，总排风量为3600mmin，额定风压2800Pa，等积孔为2.04m2。矿井计算需风量为5231m3/min，矿井南翼、北翼风机工作风量为6054m3/min，矿井的进风量为5702 m3/min，矿井有效风量为5306m3/min，能满足矿井生产的需要。目前，全矿井共布置了6个采煤工作面，15个掘进工作面。其中采煤工作面布置在-115m-10m水平，北翼主要通风机与南翼主要通风机共同担负5个采煤工作面、10个掘进面及1个机电硐室的通风；南翼主要通风

32、机担负1个采煤工作面、2个掘进面及井底机电硐室的通风。-220m水平布置3个掘进面。按通风能力核定标准第二十九条计算，正常情况下，矿井布置1个K2工作面， 1个K8工作面，1个K9工作面，1个K6工作面，1个K5工作面，1个K4工作面。矿井预防煤与瓦斯突出的措施主要有:1、突出煤层工作面采取先抽后采及先开采薄煤层作为解放层开采的区域性防突措施；2、突出煤层掘进工作面采取有疑必探、先探后掘的探掘措施，同时采取局部瓦斯抽放，进行防止煤与瓦斯突出措施效果检验，在效果检验指标不超标的情况下，采取单循环控制进度的保护方式掘进。3、石门揭穿突出煤层前，采取防止煤与瓦斯突出安全措施，进行综合治理，其效果检验

33、指标必须经公司总工程师批准后，才能按防止煤与瓦斯突出措施组织揭穿突出煤层，过程监控至突出煤层天板2.0米。4、各采掘工作面均配置有瓦斯遥感监控装置，对采掘工作面瓦斯涌出情况实行动态监控。附图3-1：通风系统图第四章 矿井机电运输一、提升运输系统矿井现生产煤流运输系统为：-115m水平大巷采用电机车运输至井底煤仓，-115m水平至-10m水平通过35箕斗斜井提升到-10m水平联络煤仓，-10m至+230m水平通过60箕斗斜井提升至+230m水平主平硐煤仓，+230m水平主平硐至地面采用电机车运输出井，进入洗选厂。井下运输系统分为-115m水平、35箕斗斜井提升、60箕斗斜井提升和230m水平大巷

34、机车运输四个部分。磨心坡矿副提升方式主要为串车和罐笼提升。副井提升主要由人行斜井、串车斜井和竖井组成。人行斜井提升主要负责-115m水平采掘矸石，路线为-115m水平经人行斜井提升至+230m水平，再用机车运出井下。串车斜井经竖井提升主要负责-220m水平延深矸石的提升和人员上下，路线为-220m水平经串车斜井将矸石提升至-10m水平再经竖井提升至+230m水平。提升系统能力核定见下表3和表4表3 磨心坡煤矿在用箕斗提升设备性能检测情况表序号设备名称规格型号数量检测内容检测时间检测结果投用时间安装地点备注1矿用提升绞车2JTB21-201主轴装置探伤、各种安全保护调试2006.4合格1985+

35、230m602m绞车主提升2矿用提升绞车2JTB21-201主轴装置探伤、各种安全保护调试2006.4合格1995-10m352m绞车主提升表4 磨心坡煤矿在用斜井提升设备性能检测情况表序号设备名称规格型号数量检测内容检测时间检测结果投用时间安装地点生产厂家备注1矿用提升绞车2JK-3/201主轴装置探伤、各种安全保护调试2006.4合格1991芦梯沟洛阳矿山机械厂副提升2矿用提升绞车2JTB2.51.5-201主轴装置探伤、各种安全保护调试2006.4合格1991+230m人行斜井绞车重庆矿山机械厂副提升3矿用提升绞车2JTB-21.25-201主轴装置探伤、各种安全保护调试2005.8合格

36、2005-10-220 m 串车井锦州矿山机械厂副提升提升系统能力为：35箕斗斜井提升能力59万吨/年；60箕斗斜井提升能力51.5万吨/年；30人行斜井提升能力82万/吨年；串车斜井提升能力75.2万吨/年；竖井提升能力66万吨/年。综合提升能力按最小核定为51.5万吨/年。附图4-1：运输系统图。二、排水系统磨心坡矿排水系统现主要由-115m水平泵房和-10m水平泵房组成，-10m为一中转水平，-115m水平泵房经两趟Dg300水管将水排至-10m水平，再由-10m水平三趟Dg300将水排至+230m水平，经水沟流至地面。矿井正常涌水量为600 m3/h，最大涌量为1510m3/h。-10

37、m水平共安装有水泵10台，其中中央水泵房安装有D280-437型离心式水泵9台，7台安装于主泵房，2台安装新增泵房，另外还安装有一台200D-437型水泵在新泵房外,作为检修和应急用泵，其中6台工作，3台备用，1台检修；沿竖井井筒安装有Dg300排水管路3趟，二趟工作，一趟备用，排水高度为240m，矿井2005年-10m水平地质预报正常涌水量为160m3，最大涌量为600m3；-115m水平正常涌水量为420m3，最大涌水量为910 m3。实测得-10m水平正常涌水量为180m3，实际最大涌量为600m3；-115m水平正常涌水量为420m3，最大涌水量为910 m3。同年水泵技术测定每台水泵

38、平均小时排水量为260 m3/h；该水平水仓两个，一个容量为4500m3；一个容量为800 m3； 2005年矿井产量为40万t/a。-115m水平中央水泵房安装有D 280-434型离心式水泵8台，其中5台工作，2台备用，1台检修；沿管道井井筒安装有325排水管路2趟，一趟工作，一趟备用，排水高度为105m，矿井2005年-115m 水平地质预报正常涌水量为420m3，最大涌水量为910 m3；实际测得正常涌量为420m3，最大涌水量为910 m3。同年水泵技术测定每台水泵平均小时排水量为250 m3/h;该水平水仓容量为3916 m3；2005年矿井产量为40万t/a。2006年核定矿井排

39、水系统能力为51.6万吨/年。附图4-2：排水系统图。三、供电系统局中心变电所两趟电源沙丰一线、二线供一井变电所，最高负荷为800KW；局中心变电所两趟沙芦一线、二线供芦厂变电所，二回电源线路均采用LGJ-120架空线路，二趟工作电源电压为35KV，每回路长4Km，变压器采用S7-7500/6000型两台,一台备用,一台使用,然后送至芦厂变电所作为井下供电,芦厂变电所另有一趟电源为磨心坡电厂送达,为6KV作为备用。井下用供电采用三回路电源线路。该实际用电5000KW，井下最大涌水时的用电负荷4240kw。沿副井井筒敷设的下井电缆3路，型号均为MYJV32-6/6KV-395mm2钢丝铠装交联电

40、缆，三趟电源为1100m 。2005年全矿用电量2191.1579万KWh，实际生产原煤40万t/a。变电所分别送至+230m、-10m、-115m水平中央变电所，各水平之间经高防开关联络，均实现双电源供电，井下再由各中心变电送至各采区变电所，经变压器由6KV变为0.69KV后供各采区用电。2006年核定矿井供电系统能力为65.06万吨/年。附图4-3：供电系统图。四、压风系统 矿井在地面芦梯沟竖井风机房安装了两台压风机，压风线路为：芦梯沟压风机竖井-10m 水平（各掘进工作面）（-115m-10m）管线斜井-115m水平（各采掘工作面）（-220m115m）水平串车斜井-220m水平掘进工作面。