辽宁工程技术大学
本科生实习报告书
教学单位 矿业学院
专 业
班 级
学生姓名
学 号
指导教师
目 录
一、实习主要内容…………………………………………….1
第一章 矿井概况………………………………………………………..1
1.1 矿井自然概况及交通……………………………………………………………….1
1.2 自然地理………………………………………………………………………………2
1.3 地质概况………………………………………………………………………………2
1.4 煤层、煤质概况………………………………………………………………………2
1.5 水文地质概况…………………………………………………………………………3
1.6 充水因素及涌水量的预计……………………………………………………………4
1.7 瓦斯、煤尘和煤的自然……………………………………………………….4
第二章 矿井开拓………………………………………………………..5
2.1 井田开拓……………………………………………………………………………....5
2.2 矿井、提升运输与通风等系统………………………………………………………7
第三章 采区巷道布置…………………………………………………..9
3.1 采区概况………………………………………………………………………………9
3.2 采区巷道布置…………………………………………………………………..........12
3.3 采区生产系统…………………………………………………………………..........12
第四章 回采工作……………………………………………………….14
4.1 生产工艺………………………………………………………………………..........14
4.2 工作面正规循环生产能力……………………………………………………..........15
4.3 工作面支架选型………………………………………………………………..........15
4.4 工作面顶板管理………………………………………………………………..........15
4.5 劳动组织和主要经济技术指标………………………………………………..........16
第五章 掘进工艺……………………………………………………….17
5.1 破岩方式………………………………………………………………………..........17
5.2 爆破作业………………………………………………………………………..........17
5.3 装载与运输……………………………………………………………………..........18
5.4 设备及工具配备………………………………………………………………..........18
5.5 支护工艺………………………………………………………………………..........19
二、实习总结………………………………………………...21
一、实习主要内容
矿井概况
小康矿是1987年7月1日破土动工，1990年11月1日投产，仅用40个月建成年设计能力150万吨的大型矿井。
小康矿位于康平煤田东部康平县境内，距康平县城13Km，距铁法煤业（集团）所在地调兵山火车站35Km。
康平煤田为隐蔽型煤田，小康矿井田位于煤田东部，井田东西长4.81Km，南北宽6.03Km，面积28.99Km2。
1）、矿井自然概况及交通
康平煤田位于辽宁省沈阳市康平县境内，小康煤矿位于康平煤田的东北部，隶属康平县东关镇。
1、康平煤田地理位置：
东经：123°18′45″~123°30′
北纬：42°35′~42°45′
2、小康煤矿地理位置：
东经：123°20′38″~123°25′55″
北纬：42°37′54″~42°41′42″
其平面直角坐标：
经距：41527500~41535500
纬距：4721500~4729500
3、井口坐标：
小康煤矿采用立井、单水平、上下山开拓方式。在矿井中央开凿三个立井，即主井、副井、风井，各井口坐标、井型及用途等见表1-2。
4、矿井边界四邻及面积：
小康煤矿西北以13勘探线为界，与康平三台子煤矿相邻；西南以F1、F2、F3断层为界与大平煤矿相邻；北、东、南均以煤层最低可采边界线为界。矿井东西宽4.81km，南北长6.03km，矿井面积28.99m2。
5、交 通：
小康煤矿矿区交通非常便利。小康煤矿距调兵山35km，距康平县城15km。矿区铁路经法库、调兵山至大青编组站，大青编组站东至铁岭20km与京哈线相接。公路有203国道从矿井西南部通过。
2）、自然地理
1、地形地貌：
本矿井位于辽河平原西侧，地势稍有起伏，无高山，一般为平缓低山丘陵及第四纪洪冲积平原，地表绝大多数为农田，一般标高为+80~+120m。地势最高处位于煤田西南后部的旧门山，其标高为177.30m。
2、气候：
本区位于辽河平原西侧，属于大陆性气候，一般多风少雨，春干冬寒，一般春、秋、冬三季多风，冬季多西北风，春季多西南风。风力最大至7~9级，瞬时达10级，小至2~3级，无风季节少见。降雨一般集中在7、8、9月份，年最大降雨量达801.4mm，年平均降雨量为544.4mm，最大月降雨量为346.1mm（1984年8月），最小月降水量为0（见表1-6）；该区年平均蒸发量为1922.3mm，最大月蒸发量为405.6mm（1974年5月）；最高气温33.3℃，最低气温-32.6℃，冬季冻层最大深度1.45m。
3）、地质概况
1、矿井地层
小康煤矿位于康平煤田东北部，其地层层序和含煤地层生成年代与区域地层完全一致，以前震旦系地层为基底，其上依次沉积了中生界之早白垩系、及新生界之第四系。
2、区域构造
小康煤矿为一总体走向NWW、倾向近南的单斜构造。由于受东西向挤压力的影响，形成了一些宽缓的褶曲，东区明显，西区次之。小康煤矿总的构造形态是宽缓的褶曲并伴有断层和“煤层缺失变薄带”。岩层倾角在3°～14°之间，一般7°左右。
4）、煤层、煤质概况
1、煤层
小康煤矿内只有一个复合煤层（即1#煤层）是可采煤层，全矿井发育；只是在矿井的东北部由于煤层中间夹石普遍逐渐增厚，而把煤层分叉成两个独立可采煤层，上部的煤层称之为1#上煤层，下部的煤层和未分叉的煤层统称为1#煤层。分叉后的1#煤层顶板为粉砂岩夹薄层泥岩，厚度在2.2~6.5m，其余煤层顶板为油页岩，矿井内普遍发育，厚度在10~50m之间，是一个明显的标志层。因此煤层对比相对比较容易简单，对比清楚。煤层间距自煤层分叉处开始向东北部边缘逐渐增厚。煤层赋存于-154~-632m的空间中。赋存规律：矿井西部，含煤层总厚度一般5m左右，其南侧略有增厚，西北边缘明显变薄，仅1~2m；矿井东部，含煤层总厚度一般7m左右，南侧8~9m，东南边缘聚增至17m，其北侧8~10m，向边缘突然增至20余米。
综上所述，煤层在矿井内是稳定的，变化是很小的，规律性很强的。
2、煤质
小康煤矿矿井内煤质牌号为长焰煤。以区域变质为主，具体表现在：随着煤层赋存深度的增加，煤的变质程度有相对增高的趋势。如煤层赋存深度小于650m，胶质层厚度一般小于5mm，大于700m（仅一个钻孔），胶质层厚度增至7mm。由此推断：本矿井煤层赋存深度大于700m时，其煤种为气煤。另外，北一和西一与南一和南二采区相比，由于后两个采区比前两个采区煤层赋存深度深200m以上，因此，煤质较前两个采区要好。但由于煤层灰分较高，故不能做炼焦配煤，只能做动力用煤、发电用煤和炼油用煤。
5）、水文地质概况
（一）、区域水文地质特征
全区地貌按成因可划分为三种类型，即构造剥蚀地形、剥蚀堆积地形和洪冲积堆积地形。由于上述地貌类型，促成了区内无较大河流的水文特征，只是在矿井的西南有一条小河（李家河），未流经矿井，而中部、北部和南部则有许多人工渠道（主要有一道河、二道河）和季节性冲沟。在矿井的西南（即大平矿井）有三台子水库，积水面积为140km2，积水量：900万m3，最高洪水位+83.5m，一般为+81.0m；水库水的主要来源，除季节性冲沟汇集外，主要是南部李家河和康平西泡子水库的水通过人工渠道流注水库，排水主要靠人工渠道进行调节。通过矿井西南部123号钻孔之风化带抽水试验来看，水库对矿井充水不是主要因素。
（二）、矿井水文地质特征及水文地质类型
1、含水层情况
该矿井划分三个含水层，第四系洪积含水层，白垩系砂岩、砂砾岩承压含水层，白垩系底部砂岩、砂砾岩承压含水层。
2、含水层的补给与排泄条件
本区含水层主要补给来源为大气降水，而地表水的渗透补给对第四系和白垩系有影响，但影响不大，人工渠和季节性积水，对处于粘土覆盖层较薄地段则渗透补给良好。另外各含水层之间都存在微弱渗透补给，而含水层的排泄除垂直渗透外，第四系含水层主要靠蒸发，只是枯水季节，则由冲沟和人工渠进行排泄。而深层水（白垩系含水层）只在水位差变化大，迳流条件良好地段排泄则较好，其它地段排泄条件很差。
3、矿井水文地质类型
该矿井水文地质勘探类型，按直接充水含水层的空间特征而划分的。根据原煤炭部制定的《矿井水文地质规程》矿井水文地质分类的条件：小康煤矿范围内地表水排泄条件良好，露头区被粘土类土层覆盖，属深部矿井；矿井内直接充水含水层主要由白垩系粗砂岩及砂砾岩微弱的裂隙承压含水层所组成，虽然岩层疏软多裂隙，但单位涌水量均小于0.1L／s.m以下，而且断层水极弱，并且煤层顶部有较厚的油页岩、泥岩和含水层间有良好隔水性能的泥岩、粉砂岩层，所以与地表水以及各含水层间无直接水力联系。矿井最大涌水量小于180m3／h，采掘工程一般不受水害影响，防治水工程简单。为此小康煤矿矿井水文地质类型为一类一型矿井，属于水文地质简单型矿井。
6）、充水因素及涌水量的预计
（一）、矿井充水因素
1、井筒水
2、巷道围岩水
3、生产造成的裂隙通道
4、采空区积水对生产的影响
5、采煤沉陷积水
（二）、矿井涌水量预计
1、正常涌水量：0.3m3/h。
2、最大涌水量：1.26 m3/h。
7）、瓦斯、煤尘和煤的自燃
1、矿井瓦斯等级
经2007年7月进行鉴定：矿井相对瓦斯涌出量为0.96m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为5.46m3/min，属于低瓦斯矿井。虽为低瓦斯矿井，但由于小康煤矿自燃发火期较短，个别地点瓦斯涌出异常，所以仍按高瓦斯矿井管理。
2、煤尘爆炸指数
煤尘爆炸指数2007年7月鉴定为41.75，具爆炸危险性。煤尘主要来源于回采落煤，打眼放炮，煤炭装运等到生产环节造成，煤尘生成量30~100mg/m3，经洒水消尘处理，煤尘浓度仍大于10mg/m3，属高煤尘矿井。
3、煤的自燃
小康煤矿煤的自燃倾向性较强，投产前后井下煤层自燃发火170余次。经测定煤的自燃发火期为1~3个月，最短21天。
2、矿井开拓
1）、井田开拓
1、储量：计算储量的煤层最小可采厚度为0.7m，煤的最高灰分为40%。井田内工业储量为188.071Mt，其中A+B级储量为81.62Mt，占总工业储量的43.3%；可采储量133.335Mt。高级储量分布在井田中部
2、矿井设计生产能力：矿井生产能力为1.5Mt，日生产能力为0.5Mt。
3、矿井核定生产能力：2004年末井田内工业储量为15868.9万t，其中A＋B级储量7047.8万t。可采储量为11161.0万t。矿井核定生产能力为260万t／a，矿井剩余服务年限为33a（采用1.3的储量备用系数）。小康矿设计年工作日为350d，每天三班作业，其中两班半生产，半班准备。每班工作8h。每日提升时间为16h。
4、服务年限：本矿井可采储量为133.34Mt，采用1.3的储量备用系数，包括递减时间，矿井服务年限为69.9a。
5、矿井工作制度：本矿井设计工作日为300d，每天三班作业，其中两班生产，一班准备。每班工作8h。每日提升时间为14h。
6、井田开拓方式：本井田为隐伏煤田，煤层同期存于－154m～－632m之间，埋藏较深，倾角平缓，大部分倾角在5°左右，中部局部达12°左右。如果用斜井开拓，则井筒工程量大，辅助提升困难，施工工期长，压煤多，所以经方案比较采用立井单水平开拓方式。矿井水平标高设在－399m水平，井底车场及运输大巷均布置在煤层底板较坚硬的岩层里。
7、矿井井筒数目、位置和用途、断面尺寸和布置装备：设计之主井、副井、中央风井均为立井。
主井提煤，净直径为5.5m，布置一对JDSY-16/150×4型16t箕斗。井筒装备为钢丝绳罐道，另设通讯和提升信号等电缆，见图2—1。
副井净直径为7.0m，担负提升矸石，上、下人员，下放材料及进风，并设有管子间和作为安全出口的梯子间。设一个宽罐和一个1t矿车双层四车标准罐笼，并预留一个1t矿车单层双车标准罐笼配以一个平衡锤的安装位置。井筒装备采用型钢组合罐道端头布置，槽钢罐道梁及锚杆托架。
中央风井净直径为6.0m，担负全矿井初期和中期回风用。内设梯子间，作为安全出口。
8、井底车场型式、调车方式及线路布置的特点：采用梭式井底车场型式，即东西翼运输大巷直接与副井重、空车线直线相接。该方案具有工程量少、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。原设计：副井空、重车线均为2列车长度。为折返式调车。东西两翼矸石列车调车情况如下：西翼矸石列车经西翼运输大巷（空车调车线），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，牵引空列车返回西翼运输大巷去采区。东翼矸石列车由东翼运输大巷行至重车调车线停车，机车再反向行至列车车尾，顶列车进入重车存车线，然后机车经绕道至空车存线取空车，牵引空列车在空车调车线机车调头，最后牵引列车经绕道返回东翼运输大巷去采区。
修改设计：副井空、重车线均为2列车长度。为折返式调车。西翼矸石列车调车情况如下：西翼矸石列车经西翼运输大巷（空车调车线），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，牵引空列车返回西翼运输大巷去采区。
9、开采水平内开拓巷道的布置方式：原设计：井田东西翼各布置一条主要运输大巷分别开拓东、北翼及西翼的煤层。考虑到巷道维护条件好，运输大巷不留煤柱，运输大巷设在煤层底板30m左右的砂岩中。修改设计：井田西翼布置一条主要运输大巷开拓西翼的煤层。考虑到巷道维护条件好，运输大巷不留煤柱，运输大巷设在煤层底板30m左右的砂岩中。
10、阶段内采区的划分：
a、关于首采采区北一、南一采区的问题。
原北一采区的西南部基本采完，东南部地表是拉马屯村庄，房屋密集，住户多；东北部煤层分叉，夹石增厚大1.0~2.4m，灰份高达50%以上，产出煤炭煤质差而销路不畅；因此，当时研究决定暂时不开采此区域的煤炭，剩余煤炭储量划入其它采区。因而，当1999年2月N1E6段综放面开采结束后，对北一采区除三条上山外都进行了回收。
原南一采区的准备巷道由于多次重复翻修，已无法再翻修而导致报废；为此，南一采区东部已无法布置采面；另外，南一采区西部已开采的几个工作面，由于受断层地质构造的影响，除N1W1段综采面外，均未送到采区边界；为此，应将南一采区剩余的煤炭储量划入其它采区。
b、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。依据目前小康矿集中化采煤水平，综合机械化回采面的一翼长度不小于1000~1600m。世界上有的高产高效综采面一翼长达2000~3000m以上，个别达5000m。另外，小康矿目前开采南二采区，属于开采最深的采区，软岩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。
c、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井底煤仓，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。
d、小康矿煤层倾角较小，可采用倾斜长壁布置。
e、西二采区应采用单翼布置为宜。
11、开采顺序及采区尺寸: 原设计：本矿井只有一个可采煤层，（北部由于夹石增厚成为两个分层）用单一水平开拓，全矿井共分12个采区。北部四个采区、南部四个采区，西部四个采区。移交生产及达到设计产量时为两个采区，即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1000m左右，走向长度为2000m左右。可采储量均在5Mt以上。修改设计：本矿井只有一个可采煤层，（北部由于夹石增厚成为两个分层）用单一水平开拓，全矿井共分6个采区。北部二个采区、南部二个采区，西部二个采区。移交生产及达到设计产量时为两个采区，即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1000～3350m左右，走向长度为1600～4100m左右。可采储量均在5Mt以上。
2）、矿井提升、运输与通风等系统
1、矿井提升方式及提升设备：主井提煤，净直径为5.5m，布置一对JDSY-16/150×4型16t箕斗。井筒装备为钢丝绳罐道，另设通讯和提升信号等电缆，
副井净直径为7.0m，担负提升矸石，上、下人员，下放材料及进风，并设有管子间和作为安全出口的梯子间。设一个宽罐和一个1t矿车双层四车标准罐笼，并预留一个1t矿车单层双车标准罐笼配以一个平衡锤的安装位置。井筒装备采用型钢组合罐道端头布置，槽钢罐道梁及锚杆托架。
中央风井净直径为6.0m，担负全矿井初期和中期回风用。内设梯子间，作为安全出口。
2、矿井运输方式，运输系统及运输设备：本矿井为单一水平开拓，井底车场水平标高为-399m。由于初期采区距井底较近，北一、南一采区所采出的煤分别由上、下山的腾带输送机直接向井底煤仓卸载。因此初期井底车场轨道运输系统比较简单，只担负矸石、材料、设备等辅助运输任务。经多方案比较，决定采用如图2—4梭式井底车场型式，即东西翼运输大巷直接与副井重、空车线直线相接。该方案具有工程量少、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。原设计：后期采西、北边界采区时，因运距远、采区分散，考虑采用3t侧底卸矿车运煤，则在主煤仓南160m，胶带机下山上方设卸载站，煤经后期卸载站环线运至卸载站，同主井清扫撒煤经同一上仓胶带输送机送到井底主煤仓。修改设计：后期采西、北边界采区时，依然采用胶带输送机运煤，煤炭直到井底主煤仓。
3、矿井通风方式及设施：小康矿矿井通风方式为中央并列抽出式，中央副
井入风，中央风井排风。中央副井为主要进风井，净径7m，井筒断面38.465m2，井深482m。中央风井为专用排风井，中央风井净径6m，井筒断面28.26m2，井深482m。最大通风流程为7129m。
中央风井现运转的两台主要通风机为MAF2100/1200-1型轴流式通风机，主要通风机配套电机:型号为TD630-6，功率630kw，转数600r/min，一台工作，一台备用。目前叶片安装角度为37.5度，风硐风量6651 m3/min，负压2430Pa，输出功率269.5kw，效率73.5%，等积孔2.65 m2。主要担负南二采区、西一采区、北一采区的用风。矿井采用分区通风，按需分配风量。采煤工作面采用U型通风方式，掘进工作面采用压入式通风方式。采煤工作面供风量一般 1100～1500m3/min，掘进工作面一般300～400m3/min.
4、通风系统：
1、新风：副井→-399井底车场→西翼轨道大巷→局扇及风筒→工作面。
2、乏风：施工地点→西翼回风大巷→北一西一总排→风井→地面。
附：通风系统图
5、排水，输电系统： （1）矿井水从工作面开始-排水沟-采区上山-采区水仓-运输大巷-井底车场
中央水仓-抽水管道-地面排水口。
（2）矿井输电从地面开始-地面变电所-井下中央变电所-采区变电所-工作面配电点。
6、压风: W1S1运输巷掘进工作面用风风源来自地面工业广场内的压风机房，该机房内安设OGD-40.8／7型压风机4台，承担井下所有地点用风。压风设备参数见下表。
3、采区巷道布置
1）、采区概况
（一）工作面位置及井上下关系
（二） 煤 层
1工作面煤层情况
工作面煤层情况见表2
（三） 煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况
（四）地质构造
1断层情况以及对回采的影响:本工作面位于小康井田肖家背斜西翼，由次一级低序次的倾状背向斜所组成，并伴有小断层和煤层缺失变薄带，工作面的南北两侧为倾状的宽缓背斜，工作面中部为宽缓的向斜。北侧背斜的枢纽方向近EW，北翼煤层倾角4°—6°，南翼煤层倾角为5°—8°，南侧背斜的枢纽方向为NEE，北翼煤层倾角为5°—7°，南翼煤层倾角为8°—12°，中部向斜的枢纽方向也近EW，南北两翼的煤层倾角均为5°—8°，纵观工作面，煤层赋存比较稳定，煤层的倾向倾角变化较大。运输巷距离溜煤眼54m处遇断层s2f41，距溜煤眼84m处遇断层s2f42，距溜煤眼584m处遇一影响范围宽度为48m的无煤带，切眼中心前9m遇断层S2DF36。回风巷距采止线300m处遇断层s2f25，并在断层中伴生无煤带，影响范围为51m，距采止线660m遇断层s2f43。切眼内煤层倾角略大，在靠近回风巷一侧煤层倾角在7°左右，靠近运输巷煤层倾角在10°左右。
定影响。
3其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）:本工作面无陷落柱、火成岩、岩石冲刷带等影响。
（五）水文地质
1含水层（顶部和底部）分析
煤层顶板油页岩为天然隔水层，区内无导水构造，煤层弱含水，工作面西侧为s2s6采空区，采空区积水均低于S2S7煤层底板等高线最低高程，采空区无突水危险。由于煤层弱含水，在施工过程中有的地段出现滴水现象甚至淋水，但对回采无影响。煤层底部为白垩系砂岩，底板砂砾岩承压含水层赋存于砂岩之下，结构坚硬致密，渗透性很弱，此含水层位于煤层底板下50--180m左右，而且随着煤层增厚而加深，因此，对工作面影响甚微，可忽略不计。
2其它水源的分析
由于地表有南二南六沉陷区积水，经沈阳煤炭科学研究所及沈阳师友煤矿科技有限公司于2008年4月予以论证，认为小康矿南二南七综放工作面能够在地表塌陷坑积水下实现安全回采。
附《关于铁煤集团有关矿井水体下试采的批复》（辽煤生产2008第284号）
3涌水量
1、正常涌水量：0.3m3/h。
2、最大涌水量：最大涌水量：1.26 m3/h。
（六）储量及服务年限
1储量
（1）工作面工业储量
工业储量：工作面工业储量=面积×煤厚×容重
Q工=（1288×230-12770）×6.8×1.65+12770×2.7×1.65=323.74万t。 式中12770代表地质平面图中“煤层缺失变薄带”面积。 （2）工作面可采储量
可采储量：Q可=323.74×0.85=275.18万t
设计损失： Q工 = Q工-Q可=323.74-275.18=48.56万t 2工作面服务年限
工作面的服务年限 =（可采储量/矿井年产量）=（275.18/260）/12=1.06年
2）、采区巷道布置
1工作面布置方式：本工作面采用倾斜长壁仰斜式回采。
2运输巷、回风巷、开切眼布置方式：运输巷、回风巷沿煤层倾向布置，开切眼沿煤层走向布置。支护形式采用锚、网、支、喷的综合支护形式。设计运输巷和回风巷架3.6m36U型钢圆形棚，设计净断面9.2m2，掘进断面13m2。棚距0.6m，喷砼，喷厚100mm，因为软岩不易维护，巷道实际施工4.4m36U型钢圆形棚，净断面12.6m2，掘进断面18.5m2。切眼采用架8.0m36U型钢拱型棚，棚距0.6m，锚杆间、排距为800mm×600mm，五花眼布置，喷厚300mm，巷道净断面20.9m2，掘进断面25.8m2。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。
3其他巷道布置方式：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，架4.4m36U型钢圆形棚、铺网、铺席、充填砼，打锚杆，棚距0.6m，锚杆间排距800mm×600mm，五花眼布置，充砼厚300mm，其净断面12.6m2，掘进断面21.9m2。
3）、采区生产系统
1、运输
（1）运输设备及运输方式
推前部刮板输送机时，过渡段长度22.5m，随采煤机前进割煤，逐节推入，放煤后拉后部刮板输送机，推前部刮板输送机和拉后部刮板输送机都是利用支架推移千斤顶完成的，推转载输送机是利用端头支架的推移千斤顶完成的，胶带输送机利用白班检修期间缩机尾完成。
（3）运煤路线
工作面刮板输送机→南二南七运输巷转载机→南二南七运输巷胶带输送机→溜煤眼→南二胶带中巷→南二运输石门→南一胶带下山→主井煤仓→主井提升→地面。
（4）辅助运输路线
副井→西翼大巷→-399车场→南一轨道下山→-570轨道石门→
南二轨道中巷→联络道→南二回风中巷→回风斜巷→南二南七回风巷
2、通风系统
（1）风量计算
按瓦斯涌出量计算：
Q=100×q×k=100×6.0×1.6=960m3/min 按工作面温度计算：
Q=60×0.7VSK1×K2=60×0.7×1.8×11.1×1.2×1.35=1359m3/min 按炸药量计算
Q≥10×A=10×4=40 m3/min 按人数计算
Q=4×N=4×29=116m3/min
按最高风速验算：Q≤4×60×S=240×10.25=2460m3/min＞1359 m3/min， S小=5.05×2.9×0.7=10.25 m2。
（2）通风路线：
新风：副井→南二轨道下山→南二轨道石门→南二轨道中巷→S2S7 入风斜巷→S2S7运输巷→工作面
副井→南二皮带下山→南二皮带石门→S2皮带中巷→S2皮带通S2S7运顺小川→S2S7运输巷→S2S7工作面
乏风：S2S7工作面→S2S7回风巷→S2S7回风斜巷→S2回风中巷→S2回风石门→S2回风总排→风井
（3）瓦斯监测
安全监测系统为森透里昂S800系统，工作面安设四台甲烷传感器，一台一氧化碳传感器，一台温度传感器，一台风速传感器，两台干线扩展控制器P5000和一台区域控制器P2782，采用四芯屏蔽监控电缆。、
3、排 水
工作面排水系统为两巷铺设Φ108mm排水管路，涌水处打水窝子，设水泵，利用水泵将水窝子积水排入排水管路，由排水管路将水排入南二采区水仓。
4、供 电
供电系统 （1）、6000V供电系统设计： （2）、3300V供电系统的设计 （3）、1140V供电系统的设计 （4）、660V供电系统的设计 （5）、配电点的设置 （6）、工作面运输巷设备的照明、信号及控制系统 。
4、回采工作
1）、生产工艺
生产时工艺流程：接班准备、安全确认——破煤——装煤——运煤——支护、推溜——放顶煤——采空区处理
1、破煤：采用采煤机破煤，采煤机前滚筒割顶部煤，后滚筒割底部煤。进刀方式为端头斜切进刀，进刀段长度22.5m，进刀深度0.8m，牵引速度2.0m/min。
2、装煤：利用滚筒旋转装煤，剩余的煤由铲板在推输送机时自行装入前部输送机。
3、运煤：工作面内使用刮板输送机运煤。
4、支护、推溜：采用放顶煤液压支架支护顶板，移架前拉回后部刮板输送机，移架后推前部刮板输送机。
5、放顶煤：支架推出切眼后开始放煤。采放比为1：1.41——1：2.69，平均采放比1：1.52，放煤步距为0.8m，放煤方式为一采一放，放煤顺序为随机放煤，放煤方法为三轮、间隔、顺序、等量放煤法，即按1、3、5等放煤口顺序放煤，然后再按2、4、6等放煤口顺序放煤，最后按1、2、3、4、5、6等放煤口顺序放煤，每次放出煤量的三分之一到二分之一。反复三轮，把煤放完。
6、采空区处理：采用全部垮落法冒落顶板。
2）、工作面正规循环生产能力
据公式
Wlshrc
式中:
W = 工作面正规循环生产能力，t l ― 工作面长度, 230 m；
s ― 工作面循环进尺， 0.8 m； h ― 工作面设计采高， 6.8m； r ― 煤的容重， 1.65 t/m3； c ― 工作面回采率, 85％； 经过计算，W=1755t
3）、工作面支架选型
1、根据工作阻力计算选型：选用ZFT25000－20/32S端头支架2组，ZFG7200－22/30型2组为过渡架，ZFS7200－17/29H型液压支架150组为中部支架，ZFG7200-22/30型3组为机尾端头支架。
2、底板比压计算校验：我矿的底板允许比压是2.4，所选支架满足对底板比压的要求。
3、根据以上计算，同时，参照我矿在南二南六段综采面采用相同端头支架、过渡支架、中部支架，满足开采要求，确定采用以上支架
4）、工作面顶板管理
1、正常工作时期顶板支护方式：采用液压支架支护顶板，支架最大控顶距为5.85m，最小控顶距为5.05m，端面距不大于0.34m。支护方式采用及时移架方式。
2、正常工作时期的特殊支护形式：
（a）如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压擦顶移架，并推出伸缩梁和护帮板。
（b）煤壁片帮达到0.8m，必须超前移架支护顶板。
3、放煤与其他工序平行作业的安全距离：放煤滞后移架五架，移架滞后采煤机割刀两架。
5）、劳动组织和主要经济技术指标
1、劳动组织
（1）作业方式
本工作面采用
（2）劳动组织
5、掘进工艺 1）、破岩方式
W1S1段运输巷掘进时采用钻爆法施工，岩掘时使用耙斗机、矿车出货；煤掘时使用耙斗转载机、皮带机出货。
1、岩掘时7655型凿岩机打眼；煤掘时使用ZMS-30型风煤钻打眼，2台使用，2台备用。
2、钻爆工序要求：
（a）钻眼前，必须认真检查工作面10m范围内的支护，发现问题及时处理。 （b）依据中心、腰线（层位） 按炮眼布置图标定眼位。 （c）严禁钻眼与装药平行作业。
2）、爆破作业
1、掏槽方式：楔形掏槽法。
2、炸药、雷管：使用三级煤矿许用乳化炸药，雷管使用1—5号毫秒延期电雷管。装药结构为反向装药。每循环消耗炸药：6.0m拱棚26.7kg；4.6m圆棚22.45kg 每循环消耗雷管：5.2m圆棚60发；4.6m圆棚50发。
3）、装载与运输
1、装载与运输方式：
W1S1段运输巷岩掘时：耙斗机装矿车→W1S1段材料平巷→W1S1段材料斜巷→ -310车场→W1轨道上山→W1轨道大巷→副井
W1S1段运输巷煤掘时：耙斗转载机→胶带输送机→W1S1段运输巷溜煤眼→胶带机巷→ W1运输上山→W1运输大巷→主井。
2、材料及设备运输：
材料及设备车辆：副井井底车场→W1轨道大巷→W1轨道上山→-310车场→W1S1段材料斜巷→W1S1段材料平巷→W1S1段运输巷。
4）、设备及工具配备
5）、支 护 工 艺
1、支护材料规格：
(a)使用∮22mm×2400 mm等强锚杆；锚固剂：CK2335×2。
(b)用旧29U或36U钢板400mm×130mm×8㎜作为锚杆托盘。 (c)木柈规格1300mm×180mm×100mm、 800mm×180mm×100mm；
(d)金属棚用36U钢制作、拉条用36U钢材制作、卡子用10㎜厚的钢板及M27㎜的螺栓、螺母制作；
(e)钢筋网规格0.51m×0.81m，0.51m×0.95m；菱形网规格1.3m×5.5m，0.8m×5.5m；席子规格0.7m×11m；
(f)喷浆使用矿渣硅酸盐水泥P.c32.5级，混凝土标号C20；沙子为净河沙；碎石规格为5～10mm；混凝土的配合比：水泥：沙子：碎石＝1：2：2，水灰比0.4。
2、支护工艺及要求：
1、打锚杆：
（a）爆破后，按间、排距800mm×600mm ，4.6m圆形棚3-4-3 五花形式打护顶锚杆，6.0m拱棚5-6-5 五花形式打护顶锚杆，锚杆眼要垂直于巷道轮廓线，锚固剂要送到眼底，装锚固剂前将孔内岩粉吹净，注锚杆时使用锚杆机或风煤钻，要求边旋转搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间10-30秒。
（b）打锚杆时先顶后帮，由外向里进行。
（c）锚杆注完后及时上托盘、螺母，螺母紧固力矩大于100N*m；锚杆锚固力大于100kN。必要时可夹上木柈增加护顶面积。
2、架 棚：
（a）严格按设计装配图架棚，棚距600mm，6.0m拱棚搭接长度为600mm，4.6m圆棚搭接长度为490mm，每处搭接上4道卡子，两两成对上齐成线，紧固力矩大于300 N*m。
（b）支架间用拉条连接，圆形棚除底梁外每梁上一道拉条，两帮下半部帮梁上在距底搭接300～400mm处，其它上在正中。要求交错布置上齐成线，上紧拧牢。
（c）严格按测量标定的中心、腰线（层位）施工，棚要架正，中心至一侧偏差不得超过-30mm～+50mm，棚子一侧成线；腰线上下偏差不得超过-30mm～+50mm；架棚平巷要垂直巷道顶底板，偏差±0.5度，斜巷7度向上迎1度，偏差+0.5度，不得退山。架棚要垂直巷道中心线，扭距不得超过100mm。两侧梁头要平，上下偏差不得超过50 mm。
3、刹柈、喷砼：
（a）外喷巷道架棚后挂网，网搭接长度100mm，要求挂到底板。连网每隔200㎜连一扣，用双10#铁线拧紧。
（b）要求棚外、网前刹柈，木柈间距600mm，网外至少刹二层木柈，空帮、空顶处用木柈打井字木垛，要求横平、竖直、接帮、接顶。
（c）挂网、刹柈距掌子头不超过一空。
（d）喷浆时只喷棚空不喷棚，要求喷平、喷实。
4、挂网、铺席、充砼：
（a）挂网采用钢筋网，网必须挂到底拉条，网要挂直、挂正、挂平，网钩
勾住棚沿露出，两网沿棚梁方向紧密排列，不留间隙。
（b）芦席要铺过底拉条，席子要铺平、铺正，两席搭接不小于100mm。席子外露面不得有毛茬。
（c）充砼岩掘采用“见三充二”的原则，煤掘采用“见四充三”的原则。在顶板破碎或不稳定的情况下执行“见二充一”的原则。
（d）充砼厚度不小于300mm。要求充实充严，不得留有空洞或出现干料充填。
（e）充砼时先下后上，从两侧底脚开始，要边充砼边用木柈或其它工具敲打钢筋网，使砼料震实，直至芦席上略渗出灰浆。
（f）当遇高顶或空帮严重时，充砼厚度为500 mm，剩余空间用木柈接帮封顶，然后充满砼。
辽宁工程技术大学
本科生实习报告书
教学单位 矿业学院
专 业
班 级
学生姓名
学 号
指导教师
目 录
一、实习主要内容…………………………………………….1
第一章 矿井概况………………………………………………………..1
1.1 矿井自然概况及交通……………………………………………………………….1
1.2 自然地理………………………………………………………………………………2
1.3 地质概况………………………………………………………………………………2
1.4 煤层、煤质概况………………………………………………………………………2
1.5 水文地质概况…………………………………………………………………………3
1.6 充水因素及涌水量的预计……………………………………………………………4
1.7 瓦斯、煤尘和煤的自然……………………………………………………….4
第二章 矿井开拓………………………………………………………..5
2.1 井田开拓……………………………………………………………………………....5
2.2 矿井、提升运输与通风等系统………………………………………………………7
第三章 采区巷道布置…………………………………………………..9
3.1 采区概况………………………………………………………………………………9
3.2 采区巷道布置…………………………………………………………………..........12
3.3 采区生产系统…………………………………………………………………..........12
第四章 回采工作……………………………………………………….14
4.1 生产工艺………………………………………………………………………..........14
4.2 工作面正规循环生产能力……………………………………………………..........15
4.3 工作面支架选型………………………………………………………………..........15
4.4 工作面顶板管理………………………………………………………………..........15
4.5 劳动组织和主要经济技术指标………………………………………………..........16
第五章 掘进工艺……………………………………………………….17
5.1 破岩方式………………………………………………………………………..........17
5.2 爆破作业………………………………………………………………………..........17
5.3 装载与运输……………………………………………………………………..........18
5.4 设备及工具配备………………………………………………………………..........18
5.5 支护工艺………………………………………………………………………..........19
二、实习总结………………………………………………...21
一、实习主要内容
矿井概况
小康矿是1987年7月1日破土动工，1990年11月1日投产，仅用40个月建成年设计能力150万吨的大型矿井。
小康矿位于康平煤田东部康平县境内，距康平县城13Km，距铁法煤业（集团）所在地调兵山火车站35Km。
康平煤田为隐蔽型煤田，小康矿井田位于煤田东部，井田东西长4.81Km，南北宽6.03Km，面积28.99Km2。
1）、矿井自然概况及交通
康平煤田位于辽宁省沈阳市康平县境内，小康煤矿位于康平煤田的东北部，隶属康平县东关镇。
1、康平煤田地理位置：
东经：123°18′45″~123°30′
北纬：42°35′~42°45′
2、小康煤矿地理位置：
东经：123°20′38″~123°25′55″
北纬：42°37′54″~42°41′42″
其平面直角坐标：
经距：41527500~41535500
纬距：4721500~4729500
3、井口坐标：
小康煤矿采用立井、单水平、上下山开拓方式。在矿井中央开凿三个立井，即主井、副井、风井，各井口坐标、井型及用途等见表1-2。
4、矿井边界四邻及面积：
小康煤矿西北以13勘探线为界，与康平三台子煤矿相邻；西南以F1、F2、F3断层为界与大平煤矿相邻；北、东、南均以煤层最低可采边界线为界。矿井东西宽4.81km，南北长6.03km，矿井面积28.99m2。
5、交 通：
小康煤矿矿区交通非常便利。小康煤矿距调兵山35km，距康平县城15km。矿区铁路经法库、调兵山至大青编组站，大青编组站东至铁岭20km与京哈线相接。公路有203国道从矿井西南部通过。
2）、自然地理
1、地形地貌：
本矿井位于辽河平原西侧，地势稍有起伏，无高山，一般为平缓低山丘陵及第四纪洪冲积平原，地表绝大多数为农田，一般标高为+80~+120m。地势最高处位于煤田西南后部的旧门山，其标高为177.30m。
2、气候：
本区位于辽河平原西侧，属于大陆性气候，一般多风少雨，春干冬寒，一般春、秋、冬三季多风，冬季多西北风，春季多西南风。风力最大至7~9级，瞬时达10级，小至2~3级，无风季节少见。降雨一般集中在7、8、9月份，年最大降雨量达801.4mm，年平均降雨量为544.4mm，最大月降雨量为346.1mm（1984年8月），最小月降水量为0（见表1-6）；该区年平均蒸发量为1922.3mm，最大月蒸发量为405.6mm（1974年5月）；最高气温33.3℃，最低气温-32.6℃，冬季冻层最大深度1.45m。
3）、地质概况
1、矿井地层
小康煤矿位于康平煤田东北部，其地层层序和含煤地层生成年代与区域地层完全一致，以前震旦系地层为基底，其上依次沉积了中生界之早白垩系、及新生界之第四系。
2、区域构造
小康煤矿为一总体走向NWW、倾向近南的单斜构造。由于受东西向挤压力的影响，形成了一些宽缓的褶曲，东区明显，西区次之。小康煤矿总的构造形态是宽缓的褶曲并伴有断层和“煤层缺失变薄带”。岩层倾角在3°～14°之间，一般7°左右。
4）、煤层、煤质概况
1、煤层
小康煤矿内只有一个复合煤层（即1#煤层）是可采煤层，全矿井发育；只是在矿井的东北部由于煤层中间夹石普遍逐渐增厚，而把煤层分叉成两个独立可采煤层，上部的煤层称之为1#上煤层，下部的煤层和未分叉的煤层统称为1#煤层。分叉后的1#煤层顶板为粉砂岩夹薄层泥岩，厚度在2.2~6.5m，其余煤层顶板为油页岩，矿井内普遍发育，厚度在10~50m之间，是一个明显的标志层。因此煤层对比相对比较容易简单，对比清楚。煤层间距自煤层分叉处开始向东北部边缘逐渐增厚。煤层赋存于-154~-632m的空间中。赋存规律：矿井西部，含煤层总厚度一般5m左右，其南侧略有增厚，西北边缘明显变薄，仅1~2m；矿井东部，含煤层总厚度一般7m左右，南侧8~9m，东南边缘聚增至17m，其北侧8~10m，向边缘突然增至20余米。
综上所述，煤层在矿井内是稳定的，变化是很小的，规律性很强的。
2、煤质
小康煤矿矿井内煤质牌号为长焰煤。以区域变质为主，具体表现在：随着煤层赋存深度的增加，煤的变质程度有相对增高的趋势。如煤层赋存深度小于650m，胶质层厚度一般小于5mm，大于700m（仅一个钻孔），胶质层厚度增至7mm。由此推断：本矿井煤层赋存深度大于700m时，其煤种为气煤。另外，北一和西一与南一和南二采区相比，由于后两个采区比前两个采区煤层赋存深度深200m以上，因此，煤质较前两个采区要好。但由于煤层灰分较高，故不能做炼焦配煤，只能做动力用煤、发电用煤和炼油用煤。
5）、水文地质概况
（一）、区域水文地质特征
全区地貌按成因可划分为三种类型，即构造剥蚀地形、剥蚀堆积地形和洪冲积堆积地形。由于上述地貌类型，促成了区内无较大河流的水文特征，只是在矿井的西南有一条小河（李家河），未流经矿井，而中部、北部和南部则有许多人工渠道（主要有一道河、二道河）和季节性冲沟。在矿井的西南（即大平矿井）有三台子水库，积水面积为140km2，积水量：900万m3，最高洪水位+83.5m，一般为+81.0m；水库水的主要来源，除季节性冲沟汇集外，主要是南部李家河和康平西泡子水库的水通过人工渠道流注水库，排水主要靠人工渠道进行调节。通过矿井西南部123号钻孔之风化带抽水试验来看，水库对矿井充水不是主要因素。
（二）、矿井水文地质特征及水文地质类型
1、含水层情况
该矿井划分三个含水层，第四系洪积含水层，白垩系砂岩、砂砾岩承压含水层，白垩系底部砂岩、砂砾岩承压含水层。
2、含水层的补给与排泄条件
本区含水层主要补给来源为大气降水，而地表水的渗透补给对第四系和白垩系有影响，但影响不大，人工渠和季节性积水，对处于粘土覆盖层较薄地段则渗透补给良好。另外各含水层之间都存在微弱渗透补给，而含水层的排泄除垂直渗透外，第四系含水层主要靠蒸发，只是枯水季节，则由冲沟和人工渠进行排泄。而深层水（白垩系含水层）只在水位差变化大，迳流条件良好地段排泄则较好，其它地段排泄条件很差。
3、矿井水文地质类型
该矿井水文地质勘探类型，按直接充水含水层的空间特征而划分的。根据原煤炭部制定的《矿井水文地质规程》矿井水文地质分类的条件：小康煤矿范围内地表水排泄条件良好，露头区被粘土类土层覆盖，属深部矿井；矿井内直接充水含水层主要由白垩系粗砂岩及砂砾岩微弱的裂隙承压含水层所组成，虽然岩层疏软多裂隙，但单位涌水量均小于0.1L／s.m以下，而且断层水极弱，并且煤层顶部有较厚的油页岩、泥岩和含水层间有良好隔水性能的泥岩、粉砂岩层，所以与地表水以及各含水层间无直接水力联系。矿井最大涌水量小于180m3／h，采掘工程一般不受水害影响，防治水工程简单。为此小康煤矿矿井水文地质类型为一类一型矿井，属于水文地质简单型矿井。
6）、充水因素及涌水量的预计
（一）、矿井充水因素
1、井筒水
2、巷道围岩水
3、生产造成的裂隙通道
4、采空区积水对生产的影响
5、采煤沉陷积水
（二）、矿井涌水量预计
1、正常涌水量：0.3m3/h。
2、最大涌水量：1.26 m3/h。
7）、瓦斯、煤尘和煤的自燃
1、矿井瓦斯等级
经2007年7月进行鉴定：矿井相对瓦斯涌出量为0.96m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为5.46m3/min，属于低瓦斯矿井。虽为低瓦斯矿井，但由于小康煤矿自燃发火期较短，个别地点瓦斯涌出异常，所以仍按高瓦斯矿井管理。
2、煤尘爆炸指数
煤尘爆炸指数2007年7月鉴定为41.75，具爆炸危险性。煤尘主要来源于回采落煤，打眼放炮，煤炭装运等到生产环节造成，煤尘生成量30~100mg/m3，经洒水消尘处理，煤尘浓度仍大于10mg/m3，属高煤尘矿井。
3、煤的自燃
小康煤矿煤的自燃倾向性较强，投产前后井下煤层自燃发火170余次。经测定煤的自燃发火期为1~3个月，最短21天。
2、矿井开拓
1）、井田开拓
1、储量：计算储量的煤层最小可采厚度为0.7m，煤的最高灰分为40%。井田内工业储量为188.071Mt，其中A+B级储量为81.62Mt，占总工业储量的43.3%；可采储量133.335Mt。高级储量分布在井田中部
2、矿井设计生产能力：矿井生产能力为1.5Mt，日生产能力为0.5Mt。
3、矿井核定生产能力：2004年末井田内工业储量为15868.9万t，其中A＋B级储量7047.8万t。可采储量为11161.0万t。矿井核定生产能力为260万t／a，矿井剩余服务年限为33a（采用1.3的储量备用系数）。小康矿设计年工作日为350d，每天三班作业，其中两班半生产，半班准备。每班工作8h。每日提升时间为16h。
4、服务年限：本矿井可采储量为133.34Mt，采用1.3的储量备用系数，包括递减时间，矿井服务年限为69.9a。
5、矿井工作制度：本矿井设计工作日为300d，每天三班作业，其中两班生产，一班准备。每班工作8h。每日提升时间为14h。
6、井田开拓方式：本井田为隐伏煤田，煤层同期存于－154m～－632m之间，埋藏较深，倾角平缓，大部分倾角在5°左右，中部局部达12°左右。如果用斜井开拓，则井筒工程量大，辅助提升困难，施工工期长，压煤多，所以经方案比较采用立井单水平开拓方式。矿井水平标高设在－399m水平，井底车场及运输大巷均布置在煤层底板较坚硬的岩层里。
7、矿井井筒数目、位置和用途、断面尺寸和布置装备：设计之主井、副井、中央风井均为立井。
主井提煤，净直径为5.5m，布置一对JDSY-16/150×4型16t箕斗。井筒装备为钢丝绳罐道，另设通讯和提升信号等电缆，见图2—1。
副井净直径为7.0m，担负提升矸石，上、下人员，下放材料及进风，并设有管子间和作为安全出口的梯子间。设一个宽罐和一个1t矿车双层四车标准罐笼，并预留一个1t矿车单层双车标准罐笼配以一个平衡锤的安装位置。井筒装备采用型钢组合罐道端头布置，槽钢罐道梁及锚杆托架。
中央风井净直径为6.0m，担负全矿井初期和中期回风用。内设梯子间，作为安全出口。
8、井底车场型式、调车方式及线路布置的特点：采用梭式井底车场型式，即东西翼运输大巷直接与副井重、空车线直线相接。该方案具有工程量少、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。原设计：副井空、重车线均为2列车长度。为折返式调车。东西两翼矸石列车调车情况如下：西翼矸石列车经西翼运输大巷（空车调车线），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，牵引空列车返回西翼运输大巷去采区。东翼矸石列车由东翼运输大巷行至重车调车线停车，机车再反向行至列车车尾，顶列车进入重车存车线，然后机车经绕道至空车存线取空车，牵引空列车在空车调车线机车调头，最后牵引列车经绕道返回东翼运输大巷去采区。
修改设计：副井空、重车线均为2列车长度。为折返式调车。西翼矸石列车调车情况如下：西翼矸石列车经西翼运输大巷（空车调车线），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，牵引空列车返回西翼运输大巷去采区。
9、开采水平内开拓巷道的布置方式：原设计：井田东西翼各布置一条主要运输大巷分别开拓东、北翼及西翼的煤层。考虑到巷道维护条件好，运输大巷不留煤柱，运输大巷设在煤层底板30m左右的砂岩中。修改设计：井田西翼布置一条主要运输大巷开拓西翼的煤层。考虑到巷道维护条件好，运输大巷不留煤柱，运输大巷设在煤层底板30m左右的砂岩中。
10、阶段内采区的划分：
a、关于首采采区北一、南一采区的问题。
原北一采区的西南部基本采完，东南部地表是拉马屯村庄，房屋密集，住户多；东北部煤层分叉，夹石增厚大1.0~2.4m，灰份高达50%以上，产出煤炭煤质差而销路不畅；因此，当时研究决定暂时不开采此区域的煤炭，剩余煤炭储量划入其它采区。因而，当1999年2月N1E6段综放面开采结束后，对北一采区除三条上山外都进行了回收。
原南一采区的准备巷道由于多次重复翻修，已无法再翻修而导致报废；为此，南一采区东部已无法布置采面；另外，南一采区西部已开采的几个工作面，由于受断层地质构造的影响，除N1W1段综采面外，均未送到采区边界；为此，应将南一采区剩余的煤炭储量划入其它采区。
b、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。依据目前小康矿集中化采煤水平，综合机械化回采面的一翼长度不小于1000~1600m。世界上有的高产高效综采面一翼长达2000~3000m以上，个别达5000m。另外，小康矿目前开采南二采区，属于开采最深的采区，软岩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。
c、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井底煤仓，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。
d、小康矿煤层倾角较小，可采用倾斜长壁布置。
e、西二采区应采用单翼布置为宜。
11、开采顺序及采区尺寸: 原设计：本矿井只有一个可采煤层，（北部由于夹石增厚成为两个分层）用单一水平开拓，全矿井共分12个采区。北部四个采区、南部四个采区，西部四个采区。移交生产及达到设计产量时为两个采区，即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1000m左右，走向长度为2000m左右。可采储量均在5Mt以上。修改设计：本矿井只有一个可采煤层，（北部由于夹石增厚成为两个分层）用单一水平开拓，全矿井共分6个采区。北部二个采区、南部二个采区，西部二个采区。移交生产及达到设计产量时为两个采区，即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1000～3350m左右，走向长度为1600～4100m左右。可采储量均在5Mt以上。
2）、矿井提升、运输与通风等系统
1、矿井提升方式及提升设备：主井提煤，净直径为5.5m，布置一对JDSY-16/150×4型16t箕斗。井筒装备为钢丝绳罐道，另设通讯和提升信号等电缆，
副井净直径为7.0m，担负提升矸石，上、下人员，下放材料及进风，并设有管子间和作为安全出口的梯子间。设一个宽罐和一个1t矿车双层四车标准罐笼，并预留一个1t矿车单层双车标准罐笼配以一个平衡锤的安装位置。井筒装备采用型钢组合罐道端头布置，槽钢罐道梁及锚杆托架。
中央风井净直径为6.0m，担负全矿井初期和中期回风用。内设梯子间，作为安全出口。
2、矿井运输方式，运输系统及运输设备：本矿井为单一水平开拓，井底车场水平标高为-399m。由于初期采区距井底较近，北一、南一采区所采出的煤分别由上、下山的腾带输送机直接向井底煤仓卸载。因此初期井底车场轨道运输系统比较简单，只担负矸石、材料、设备等辅助运输任务。经多方案比较，决定采用如图2—4梭式井底车场型式，即东西翼运输大巷直接与副井重、空车线直线相接。该方案具有工程量少、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。原设计：后期采西、北边界采区时，因运距远、采区分散，考虑采用3t侧底卸矿车运煤，则在主煤仓南160m，胶带机下山上方设卸载站，煤经后期卸载站环线运至卸载站，同主井清扫撒煤经同一上仓胶带输送机送到井底主煤仓。修改设计：后期采西、北边界采区时，依然采用胶带输送机运煤，煤炭直到井底主煤仓。
3、矿井通风方式及设施：小康矿矿井通风方式为中央并列抽出式，中央副
井入风，中央风井排风。中央副井为主要进风井，净径7m，井筒断面38.465m2，井深482m。中央风井为专用排风井，中央风井净径6m，井筒断面28.26m2，井深482m。最大通风流程为7129m。
中央风井现运转的两台主要通风机为MAF2100/1200-1型轴流式通风机，主要通风机配套电机:型号为TD630-6，功率630kw，转数600r/min，一台工作，一台备用。目前叶片安装角度为37.5度，风硐风量6651 m3/min，负压2430Pa，输出功率269.5kw，效率73.5%，等积孔2.65 m2。主要担负南二采区、西一采区、北一采区的用风。矿井采用分区通风，按需分配风量。采煤工作面采用U型通风方式，掘进工作面采用压入式通风方式。采煤工作面供风量一般 1100～1500m3/min，掘进工作面一般300～400m3/min.
4、通风系统：
1、新风：副井→-399井底车场→西翼轨道大巷→局扇及风筒→工作面。
2、乏风：施工地点→西翼回风大巷→北一西一总排→风井→地面。
附：通风系统图
5、排水，输电系统： （1）矿井水从工作面开始-排水沟-采区上山-采区水仓-运输大巷-井底车场
中央水仓-抽水管道-地面排水口。
（2）矿井输电从地面开始-地面变电所-井下中央变电所-采区变电所-工作面配电点。
6、压风: W1S1运输巷掘进工作面用风风源来自地面工业广场内的压风机房，该机房内安设OGD-40.8／7型压风机4台，承担井下所有地点用风。压风设备参数见下表。
3、采区巷道布置
1）、采区概况
（一）工作面位置及井上下关系
（二） 煤 层
1工作面煤层情况
工作面煤层情况见表2
（三） 煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况
（四）地质构造
1断层情况以及对回采的影响:本工作面位于小康井田肖家背斜西翼，由次一级低序次的倾状背向斜所组成，并伴有小断层和煤层缺失变薄带，工作面的南北两侧为倾状的宽缓背斜，工作面中部为宽缓的向斜。北侧背斜的枢纽方向近EW，北翼煤层倾角4°—6°，南翼煤层倾角为5°—8°，南侧背斜的枢纽方向为NEE，北翼煤层倾角为5°—7°，南翼煤层倾角为8°—12°，中部向斜的枢纽方向也近EW，南北两翼的煤层倾角均为5°—8°，纵观工作面，煤层赋存比较稳定，煤层的倾向倾角变化较大。运输巷距离溜煤眼54m处遇断层s2f41，距溜煤眼84m处遇断层s2f42，距溜煤眼584m处遇一影响范围宽度为48m的无煤带，切眼中心前9m遇断层S2DF36。回风巷距采止线300m处遇断层s2f25，并在断层中伴生无煤带，影响范围为51m，距采止线660m遇断层s2f43。切眼内煤层倾角略大，在靠近回风巷一侧煤层倾角在7°左右，靠近运输巷煤层倾角在10°左右。
定影响。
3其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）:本工作面无陷落柱、火成岩、岩石冲刷带等影响。
（五）水文地质
1含水层（顶部和底部）分析
煤层顶板油页岩为天然隔水层，区内无导水构造，煤层弱含水，工作面西侧为s2s6采空区，采空区积水均低于S2S7煤层底板等高线最低高程，采空区无突水危险。由于煤层弱含水，在施工过程中有的地段出现滴水现象甚至淋水，但对回采无影响。煤层底部为白垩系砂岩，底板砂砾岩承压含水层赋存于砂岩之下，结构坚硬致密，渗透性很弱，此含水层位于煤层底板下50--180m左右，而且随着煤层增厚而加深，因此，对工作面影响甚微，可忽略不计。
2其它水源的分析
由于地表有南二南六沉陷区积水，经沈阳煤炭科学研究所及沈阳师友煤矿科技有限公司于2008年4月予以论证，认为小康矿南二南七综放工作面能够在地表塌陷坑积水下实现安全回采。
附《关于铁煤集团有关矿井水体下试采的批复》（辽煤生产2008第284号）
3涌水量
1、正常涌水量：0.3m3/h。
2、最大涌水量：最大涌水量：1.26 m3/h。
（六）储量及服务年限
1储量
（1）工作面工业储量
工业储量：工作面工业储量=面积×煤厚×容重
Q工=（1288×230-12770）×6.8×1.65+12770×2.7×1.65=323.74万t。 式中12770代表地质平面图中“煤层缺失变薄带”面积。 （2）工作面可采储量
可采储量：Q可=323.74×0.85=275.18万t
设计损失： Q工 = Q工-Q可=323.74-275.18=48.56万t 2工作面服务年限
工作面的服务年限 =（可采储量/矿井年产量）=（275.18/260）/12=1.06年
2）、采区巷道布置
1工作面布置方式：本工作面采用倾斜长壁仰斜式回采。
2运输巷、回风巷、开切眼布置方式：运输巷、回风巷沿煤层倾向布置，开切眼沿煤层走向布置。支护形式采用锚、网、支、喷的综合支护形式。设计运输巷和回风巷架3.6m36U型钢圆形棚，设计净断面9.2m2，掘进断面13m2。棚距0.6m，喷砼，喷厚100mm，因为软岩不易维护，巷道实际施工4.4m36U型钢圆形棚，净断面12.6m2，掘进断面18.5m2。切眼采用架8.0m36U型钢拱型棚，棚距0.6m，锚杆间、排距为800mm×600mm，五花眼布置，喷厚300mm，巷道净断面20.9m2，掘进断面25.8m2。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。
3其他巷道布置方式：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，架4.4m36U型钢圆形棚、铺网、铺席、充填砼，打锚杆，棚距0.6m，锚杆间排距800mm×600mm，五花眼布置，充砼厚300mm，其净断面12.6m2，掘进断面21.9m2。
3）、采区生产系统
1、运输
（1）运输设备及运输方式
推前部刮板输送机时，过渡段长度22.5m，随采煤机前进割煤，逐节推入，放煤后拉后部刮板输送机，推前部刮板输送机和拉后部刮板输送机都是利用支架推移千斤顶完成的，推转载输送机是利用端头支架的推移千斤顶完成的，胶带输送机利用白班检修期间缩机尾完成。
（3）运煤路线
工作面刮板输送机→南二南七运输巷转载机→南二南七运输巷胶带输送机→溜煤眼→南二胶带中巷→南二运输石门→南一胶带下山→主井煤仓→主井提升→地面。
（4）辅助运输路线
副井→西翼大巷→-399车场→南一轨道下山→-570轨道石门→
南二轨道中巷→联络道→南二回风中巷→回风斜巷→南二南七回风巷
2、通风系统
（1）风量计算
按瓦斯涌出量计算：
Q=100×q×k=100×6.0×1.6=960m3/min 按工作面温度计算：
Q=60×0.7VSK1×K2=60×0.7×1.8×11.1×1.2×1.35=1359m3/min 按炸药量计算
Q≥10×A=10×4=40 m3/min 按人数计算
Q=4×N=4×29=116m3/min
按最高风速验算：Q≤4×60×S=240×10.25=2460m3/min＞1359 m3/min， S小=5.05×2.9×0.7=10.25 m2。
（2）通风路线：
新风：副井→南二轨道下山→南二轨道石门→南二轨道中巷→S2S7 入风斜巷→S2S7运输巷→工作面
副井→南二皮带下山→南二皮带石门→S2皮带中巷→S2皮带通S2S7运顺小川→S2S7运输巷→S2S7工作面
乏风：S2S7工作面→S2S7回风巷→S2S7回风斜巷→S2回风中巷→S2回风石门→S2回风总排→风井
（3）瓦斯监测
安全监测系统为森透里昂S800系统，工作面安设四台甲烷传感器，一台一氧化碳传感器，一台温度传感器，一台风速传感器，两台干线扩展控制器P5000和一台区域控制器P2782，采用四芯屏蔽监控电缆。、
3、排 水
工作面排水系统为两巷铺设Φ108mm排水管路，涌水处打水窝子，设水泵，利用水泵将水窝子积水排入排水管路，由排水管路将水排入南二采区水仓。
4、供 电
供电系统 （1）、6000V供电系统设计： （2）、3300V供电系统的设计 （3）、1140V供电系统的设计 （4）、660V供电系统的设计 （5）、配电点的设置 （6）、工作面运输巷设备的照明、信号及控制系统 。
4、回采工作
1）、生产工艺
生产时工艺流程：接班准备、安全确认——破煤——装煤——运煤——支护、推溜——放顶煤——采空区处理
1、破煤：采用采煤机破煤，采煤机前滚筒割顶部煤，后滚筒割底部煤。进刀方式为端头斜切进刀，进刀段长度22.5m，进刀深度0.8m，牵引速度2.0m/min。
2、装煤：利用滚筒旋转装煤，剩余的煤由铲板在推输送机时自行装入前部输送机。
3、运煤：工作面内使用刮板输送机运煤。
4、支护、推溜：采用放顶煤液压支架支护顶板，移架前拉回后部刮板输送机，移架后推前部刮板输送机。
5、放顶煤：支架推出切眼后开始放煤。采放比为1：1.41——1：2.69，平均采放比1：1.52，放煤步距为0.8m，放煤方式为一采一放，放煤顺序为随机放煤，放煤方法为三轮、间隔、顺序、等量放煤法，即按1、3、5等放煤口顺序放煤，然后再按2、4、6等放煤口顺序放煤，最后按1、2、3、4、5、6等放煤口顺序放煤，每次放出煤量的三分之一到二分之一。反复三轮，把煤放完。
6、采空区处理：采用全部垮落法冒落顶板。
2）、工作面正规循环生产能力
据公式
Wlshrc
式中:
W = 工作面正规循环生产能力，t l ― 工作面长度, 230 m；
s ― 工作面循环进尺， 0.8 m； h ― 工作面设计采高， 6.8m； r ― 煤的容重， 1.65 t/m3； c ― 工作面回采率, 85％； 经过计算，W=1755t
3）、工作面支架选型
1、根据工作阻力计算选型：选用ZFT25000－20/32S端头支架2组，ZFG7200－22/30型2组为过渡架，ZFS7200－17/29H型液压支架150组为中部支架，ZFG7200-22/30型3组为机尾端头支架。
2、底板比压计算校验：我矿的底板允许比压是2.4，所选支架满足对底板比压的要求。
3、根据以上计算，同时，参照我矿在南二南六段综采面采用相同端头支架、过渡支架、中部支架，满足开采要求，确定采用以上支架
4）、工作面顶板管理
1、正常工作时期顶板支护方式：采用液压支架支护顶板，支架最大控顶距为5.85m，最小控顶距为5.05m，端面距不大于0.34m。支护方式采用及时移架方式。
2、正常工作时期的特殊支护形式：
（a）如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压擦顶移架，并推出伸缩梁和护帮板。
（b）煤壁片帮达到0.8m，必须超前移架支护顶板。
3、放煤与其他工序平行作业的安全距离：放煤滞后移架五架，移架滞后采煤机割刀两架。
5）、劳动组织和主要经济技术指标
1、劳动组织
（1）作业方式
本工作面采用
（2）劳动组织
5、掘进工艺 1）、破岩方式
W1S1段运输巷掘进时采用钻爆法施工，岩掘时使用耙斗机、矿车出货；煤掘时使用耙斗转载机、皮带机出货。
1、岩掘时7655型凿岩机打眼；煤掘时使用ZMS-30型风煤钻打眼，2台使用，2台备用。
2、钻爆工序要求：
（a）钻眼前，必须认真检查工作面10m范围内的支护，发现问题及时处理。 （b）依据中心、腰线（层位） 按炮眼布置图标定眼位。 （c）严禁钻眼与装药平行作业。
2）、爆破作业
1、掏槽方式：楔形掏槽法。
2、炸药、雷管：使用三级煤矿许用乳化炸药，雷管使用1—5号毫秒延期电雷管。装药结构为反向装药。每循环消耗炸药：6.0m拱棚26.7kg；4.6m圆棚22.45kg 每循环消耗雷管：5.2m圆棚60发；4.6m圆棚50发。
3）、装载与运输
1、装载与运输方式：
W1S1段运输巷岩掘时：耙斗机装矿车→W1S1段材料平巷→W1S1段材料斜巷→ -310车场→W1轨道上山→W1轨道大巷→副井
W1S1段运输巷煤掘时：耙斗转载机→胶带输送机→W1S1段运输巷溜煤眼→胶带机巷→ W1运输上山→W1运输大巷→主井。
2、材料及设备运输：
材料及设备车辆：副井井底车场→W1轨道大巷→W1轨道上山→-310车场→W1S1段材料斜巷→W1S1段材料平巷→W1S1段运输巷。
4）、设备及工具配备
5）、支 护 工 艺
1、支护材料规格：
(a)使用∮22mm×2400 mm等强锚杆；锚固剂：CK2335×2。
(b)用旧29U或36U钢板400mm×130mm×8㎜作为锚杆托盘。 (c)木柈规格1300mm×180mm×100mm、 800mm×180mm×100mm；
(d)金属棚用36U钢制作、拉条用36U钢材制作、卡子用10㎜厚的钢板及M27㎜的螺栓、螺母制作；
(e)钢筋网规格0.51m×0.81m，0.51m×0.95m；菱形网规格1.3m×5.5m，0.8m×5.5m；席子规格0.7m×11m；
(f)喷浆使用矿渣硅酸盐水泥P.c32.5级，混凝土标号C20；沙子为净河沙；碎石规格为5～10mm；混凝土的配合比：水泥：沙子：碎石＝1：2：2，水灰比0.4。
2、支护工艺及要求：
1、打锚杆：
（a）爆破后，按间、排距800mm×600mm ，4.6m圆形棚3-4-3 五花形式打护顶锚杆，6.0m拱棚5-6-5 五花形式打护顶锚杆，锚杆眼要垂直于巷道轮廓线，锚固剂要送到眼底，装锚固剂前将孔内岩粉吹净，注锚杆时使用锚杆机或风煤钻，要求边旋转搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间10-30秒。
（b）打锚杆时先顶后帮，由外向里进行。
（c）锚杆注完后及时上托盘、螺母，螺母紧固力矩大于100N*m；锚杆锚固力大于100kN。必要时可夹上木柈增加护顶面积。
2、架 棚：
（a）严格按设计装配图架棚，棚距600mm，6.0m拱棚搭接长度为600mm，4.6m圆棚搭接长度为490mm，每处搭接上4道卡子，两两成对上齐成线，紧固力矩大于300 N*m。
（b）支架间用拉条连接，圆形棚除底梁外每梁上一道拉条，两帮下半部帮梁上在距底搭接300～400mm处，其它上在正中。要求交错布置上齐成线，上紧拧牢。
（c）严格按测量标定的中心、腰线（层位）施工，棚要架正，中心至一侧偏差不得超过-30mm～+50mm，棚子一侧成线；腰线上下偏差不得超过-30mm～+50mm；架棚平巷要垂直巷道顶底板，偏差±0.5度，斜巷7度向上迎1度，偏差+0.5度，不得退山。架棚要垂直巷道中心线，扭距不得超过100mm。两侧梁头要平，上下偏差不得超过50 mm。
3、刹柈、喷砼：
（a）外喷巷道架棚后挂网，网搭接长度100mm，要求挂到底板。连网每隔200㎜连一扣，用双10#铁线拧紧。
（b）要求棚外、网前刹柈，木柈间距600mm，网外至少刹二层木柈，空帮、空顶处用木柈打井字木垛，要求横平、竖直、接帮、接顶。
（c）挂网、刹柈距掌子头不超过一空。
（d）喷浆时只喷棚空不喷棚，要求喷平、喷实。
4、挂网、铺席、充砼：
（a）挂网采用钢筋网，网必须挂到底拉条，网要挂直、挂正、挂平，网钩
勾住棚沿露出，两网沿棚梁方向紧密排列，不留间隙。
（b）芦席要铺过底拉条，席子要铺平、铺正，两席搭接不小于100mm。席子外露面不得有毛茬。
（c）充砼岩掘采用“见三充二”的原则，煤掘采用“见四充三”的原则。在顶板破碎或不稳定的情况下执行“见二充一”的原则。
（d）充砼厚度不小于300mm。要求充实充严，不得留有空洞或出现干料充填。
（e）充砼时先下后上，从两侧底脚开始，要边充砼边用木柈或其它工具敲打钢筋网，使砼料震实，直至芦席上略渗出灰浆。
（f）当遇高顶或空帮严重时，充砼厚度为500 mm，剩余空间用木柈接帮封顶，然后充满砼。