开滦矿务局荆各庄矿
实习
学 院： 矿业工程学院
专 业： 采矿工程
班 级：
姓 名：
学 号：
指导教师： 刘建庄
目录
一、实习性质....................................................... 2
二、实习目的....................................................... 2
三、实习地点....................................................... 3
四、日程安排....................................................... 3
五、实习内容....................................................... 3
1.矿井概况..................................................... 3
2.开拓系统..................................................... 6
3.采区布置和采煤方法.......................................... 12
4.井巷掘进工艺................................................ 16
5.矿井主要生产系统............................................ 17
六、实习心得...................................................... 19
一、实习性质
煤安专业生产实习是煤安专业学生在学完《矿山压力及岩层控制》、《矿山地质学》、《井巷工程》等专业课程，学习《煤矿开采学》课程期间，安排的一次实践学习过程，是大学学习阶段理论与实践相结合的重要环节，也是提高本专业教学质量的关键之一。
二、实习目的
通过本次生产实习，巩固学生所学的专业理论知识，加深对所学基础知识及专业理论知识的理解，进一步巩固和扩大专业知识面，锻炼学生在煤矿开采技术领域发现问题、分析问题、解决问题及实际动手的能力，培养学生劳动意识，为后续课程的学习和走向工作岗位打下坚实的实践基础。
三、实习地点
开滦矿务局荆各庄矿
四、日程安排
1. 10月10日——10月14日：阅读荆各庄的地质水文资料，开拓概况，煤层和生产系统图，掘进技术与安全管理等矿井资料，通过观看视频，了解矿井灾害产生的原因和预防方法，学习一些煤矿常见的掘进技术和采煤方法，认识煤矿常用机械设备和熟悉井下作业环境。
2. 10月17日上午：强调实习纪律和实习安排，学习如何急救及互救、外伤救护技术和入井须知。
3. 10月17日下午：了解荆各庄地质水文条件。
4. 10月18日上午：地面参观，包括：主副井提升机房、压风机房、主要通风机房、机修厂等。
5. 10月18日下午：了解矿井通风系统、煤尘及瓦斯爆炸、矿井火灾的防治。
6. 10月19日上午：听矿上总工介绍矿上的一些常用采煤方法和安全管理手段，及总工个人职业发展历程，树立扎根矿山，踏实吃苦的信念，努力使自己成为一个矿山优秀的人才。
7. 10月19日下午——10月20日上午：熟悉矿山工作环境及矿山人文环境。
8. 10月20日下午：一水平掘进工作面参观。
9. 10月21日上午：三水平综采工作面参观。
五、实习内容
1.矿井概况
1.1交通位置
荆各庄井田位于河北省唐山市北偏东约13 km处，南距马家沟矿6 km，距原京山铁路开平车站10 km，东距陡河发电厂4.5 km。行政区域属唐山市开平区管辖，井田所处位置交通便利，205国道途径本区，并与津唐、唐港、京沈高速公路相连；水路运输东有秦皇岛港，西有天津港，南有京唐港。水、陆交通发达。
1.2 .区域地质背景
荆各庄井田为一平坦的冲积平原，东南面沿陡河东岸是由奥陶纪灰岩构成的东北－西南方向起伏伸展的低山丘陵。从东往西有巍山（＋290 m）、凤山（＋180 m）、小梁山（＋100 m）和菀豆山（＋38 m），由菀豆山向西南倾没于平原之下。由巍山向东北低山丘陵接连绵延，地势逐渐增高，直到青龙山标高达＋493.01 m。在井田北面约7 km为由震旦纪灰岩构成的低山丘陵，东西方向横伏，这两条低山丘陵在井田东面的青龙山一带相汇合。低山丘陵的伸展方向与地层走向方向一致。井田内地势平坦，但北部稍高，向南低下，北部地面标高为+38.8 m（湾35孔），南端标高为＋23.85 m（湾补6孔），倾向陡河。由于多年的开采造成矿井东部地表塌陷，形成大面积的积聚水坑，积水面积约87.6万m2。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。断裂构造和褶曲是井田内的主要构造形式，并由此造成含煤地层的产状起伏变化、节理裂隙纵横发育。根据井田内各区段构造特征的差异，可将井田划分为三个构造块段。西翼块段内地层由东向西逐渐变陡，倾角15°~55°，断裂构造极为发育且多数为冲断层，断层面倾角一般大于45°，正断层少见。断层走向主要为NNE向，为井田内构造最复杂地段；东翼块段内地层产状一般较为平坦，倾角多在15°以下，以断裂构造为主，且多为正断层，断层面倾角多在60°以上，逆断层以逆掩断层形式多见，断层面倾角常常小于45°，断层走向呈NW向或NNW向；中南块段内地层产状平缓，倾角0°~15°，以NW向的正断层较为发育，构造复杂程度介于西翼块段和东翼块段之间。
1.3气象与地震
井田地处于我国的暖温带，南临渤海，受温带季风影响，气候属于暖温带半湿润季风型大陆性气候，冬季寒冷干燥，多偏北风，夏季炎热，多偏南风，全年温度变化较大，最高气温39.6 ℃，最低气温-21 ℃，平均气温11.1 ℃；平均降雨量为614.7 mm，最大降雨量为1007.7 mm，年平均蒸发量1321.1 mm；冰冻期由每年12月至翌年3月初，冻土深度0.6～0.8 m；年最多风向为东风，其次为偏北风，最大风速为25 m/s；根据河北省最新颁布的地震区划图，地震烈度为Ⅷ度。根据《中国地震动参数区划图》（GB18306-2001），本区所属地震动峰值加速度分区为0.1～0.15g。
1.4水文
本区东南的陡河。发源于北部山地。下游集入石榴河。向南流入渤海。主流全长100公里。河水终年不固。不冻。在双桥村一带有水库。水库大坝距井田东端最近距离2.2公里。陡河最高水位+19.5m。低于地面标高10m左右。冬季水位介于+16——+17m。
陡河及其水库。因其底均赋存百余的第四纪松散沉积物。而且有隔水作用的粘土层。预料对矿床无直接的影响。井田内有数条近于南北方向的平原冲沟。平时干涸。仅暴雨后向陡河排泄水。经常有水流通的冲谷仅有本区西南部一条。经戴庄入陡河。
1.5煤层与煤质
煤系地层总厚度450m。共含大小19层。其中按可采厚度计共11层。即煤5、煤6、煤7、煤8、煤9、煤10、煤11、煤12顶、煤12底、煤12 1/2、煤15、平均煤层总厚度22.5m。
根据西一采区取样化验煤质分析结果。主要可采煤层灰分为23~36%，发热量4520~6770卡/克焦油率平均11~13%。挥发分40%左右。属于气煤。结焦性差。不适合单独炼焦，可供发电、化工、配焦用煤。
1.6井田范围、储量及生产规模
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。地质储量为16731.4万吨。矿井生产能力为年产120万吨的大型矿井。
2.开拓系统
2.1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，井筒不宜放在井田中央，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、地质构造等条件限制，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中央 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 19.64m
主井提升能力 447.3吨/时
2）副井井筒净断面面积 28.27m
副井提升能力 3400kg/次
3）风井断面面积、提升能力与副井相同
2.2、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。
（一）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。
（二）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。
（三）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。
2.3、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，因 此，采用了刀把式环形车场，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)，104煤仓、(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：中央水泵房、中央变电所、调 度站、信号房、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
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、中央变电所、调度站、中央水泵房、 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。
2.4、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。
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限制的要求。
3.采区布置和采煤方法
3.1采区布置
初期布置中石门采区和西一采区两个采区，中石门采区位于工业广场工业煤柱和荆各庄村临时煤柱之间；西一采区位于F5断层和井田Ⅰ---Ⅰ剖面线之间
（一）中石门采区可采煤层近于水平，中石门大巷从采区中间的底部通过。距可采煤层垂距不大，适合盘区石门的开拓方式。故由石门侧分别作三条岩石运料斜巷贯穿各煤层，分区段集中联合布置，每个区段各设一个采区煤仓分别向大巷皮带给煤，煤9的开采，集中顺槽开在煤10底板岩石中，煤11单独送巷回采；煤12顶及煤12底均为复合煤层，两层距离近，适合联合布置集中顺槽进行回采。
（二）西一采区浅部为倾斜，到深部变的十分平缓，处于井田的弱含水带，本区裂隙不发育，决定由大巷向采区中部作平石门，然后由石门尽端起坡，沿煤12底之底板下，开凿一条轨道上山和溜煤上山，沿整个采区倾斜划分5个区段。每个区段设一组运料眼（轨道斜巷）和溜煤眼，贯穿各煤层，上山以上各区段（一、二区段），每个区段设一中部车场；溜煤眼各设一缓冲小井与溜煤眼上山相联系。煤7、煤8、煤11单独送巷回采，煤9在临近的煤10内布置集中顺槽加岩石斜眼的布置方式，煤12顶、煤12底均为复合煤层，况层间距较近，采用集中顺槽加岩石斜眼的布置方式。
3.2采煤工艺
采煤方法 采用走向长壁后退式采煤法
（一）采煤工艺
1）工作面采煤工艺：综合机械化采煤工艺，即工作面采用 MG－375 型双滚筒采煤机， ZY3200-13/32 型掩护式液压支架及 SGZ－730/320 型刮板输送机完成煤的“破、装、运”及 顶板的支护、采空区的处理。
2）采煤工艺流程：正常情况下及时移架：割煤--移架—伸前梁--顶溜； 顶板破碎时超前移架：割煤--顶溜--移架—伸前梁
割煤：采用 MG－375 型双滚筒采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，通过滚筒的 螺旋叶片配合铲煤板装煤，每刀进尺 600mm，进刀方式为端部斜切进刀，割三角煤，往返一 次割两刀。
移架：支架为邻架操作，操控方向为面对煤壁右控制左，头组支架为本组控制本组。割 煤后，沿割煤方向及时移架，支架移到位，升至额定初撑力（2400kN）后，手把复位。如顶 板破碎时，超前移架。
移溜：刮板输送机弯曲长度不小于 15m。操作时，支架工要相互配合，将刮板输送机移 向煤壁，步距 600mm，保证刮板输送机直率。 ㈢采高确定：根据两出口替板高度，确定工作面采高为 2.2～2.3m，当煤层厚度发生变 化时随时调整，但最大不得超过 3.2m，最小不得低于 1.8m。
（二）工作面支护
1）工作面选用 56 组 ZY3200－13/32 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 型金属铰接顶梁和 DW25-250/100(或 DW31.5-200/100) 单体液压支柱配套进行支护，梁距 450±50mm，机头机尾上方控顶区双楔铰接梁保证插齐椭 圆销，椭圆销用大锤打上劲，梁距超过 500mm 时，要及时调整梁距或建梁。支架边至铰接金 3 属顶梁间加卧一块 3000×170×160mm 方木，一板至少三柱，单体液压支柱使用 3 DW25-250/100(或 DW31.5-200/100)单体液压支柱，3000×170×160mm 方木随推采往前串或 加补。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，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 4～9m 范围内提前替回金属拱型支架，替回金属拱型支架用 3 1/2φ180×3000mm 半圆 （或 3000×170×160mm 方木） 用 DW25-250/100(或 DW31.5-200/100) ， 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 1/2φ 3 180×3000mm 半圆 （或 3000×170×160mm 方木） HDJA-1200 双楔金属铰顶接梁相交处正下 与 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，柱头垫好木料 或皮条，10m 以内打双趟，10～20m 范围内打单趟。 如果工作面上下端头和上下出口不见底，巷道受动压影响较大时，单体液压支柱要求穿 铁鞋，增大单体液压支柱受力面积。
4）工作面支护强度计算 根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类，3322D 综采工作面顶板分类分级 为：直接顶为Ⅱ类，老顶Ⅰ级。选用架型为掩0.95×0.95×250 式中：pr--工作面合理的支护强度，kPa； 2 n--工作面合理的支柱密度，棵/m ； RT--工作面支柱的实际(有效)支撑能力，kN/柱；RT＝KB·KZ·RB KB--支柱承载不均匀系数；取 0.95 KZ--增阻系数；取 0.95 RB--支护回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱；取 250 ⑵支护强度校核： ①上、下出口支护强度校核： 1 1 2 n＝------＝----------＝2.22 棵/m a·b 0.6×0.75 式中：a--工作面单体液压支柱柱距，m； b--工作面单体液压支柱排距，m； ②端头支护强度校核： c 14 2 下端头支护强度校核：n＝---＝-----＝4.67 棵/m d 3 c 8 2 上端头支护强度校核：n＝---＝-----＝2.67 棵/m d 3 式中：c--工作面上下端头单体液压支柱数，棵； 2 d--工作面上下端头面积，m ； 2 ③上、下出口支护密度及上、下端头支护密度均大于 1.50 棵/m ，满足矿压要求。护式液压支架，要求其支护强度应不小于： -6 P＝n.m.r×9.8×10 式中：P--考虑直接顶及老顶来压时的支护强度（MPa） n--安全系数，n=6 m—工作面采高，m=2.3m 3 r--直接顶岩石容重，r=2500kg/m -6 P＝6×2.3×2500×9.8×10 ＝0.338 MPa 工作面选用 ZY3200－13/32 型掩护式支架支护，该支架额定工作阻力为 320t/组，支护 强度为 0.47～0.58 MPa，所以 ZY3200－13/32 型掩护式支架满足矿压要求。
5）工作面上、下出口及端头支护密度计算 ⑴根据矿压要求，上、下出口及端头支护密度应满足： 3 pr 0.338×10 2 n＝---＝-------------------＝1.50 棵/m RT
（三）工作面支柱回撤
1）回柱顺序：上出口为先下帮后上帮，下出口为先上帮后下帮，全部为由老塘往外回。
2)机头、机尾要及时掏窝，控顶距最长不超过支架大柱后 6.0m，最小控顶距为支架大柱 后 0.6m。
3)回柱采用 JH－8 绞车与人工配合作业。
(四)劳动组织
1）作业形式 采用“三八”工作制，两采一准，即八、四点班完成割煤、移架、移溜、做机头机尾、 替上下出口超前、上出口掏窝；零点班完成电气设备检修、拉转载过程、下出口掏窝；队另 设一个大修班负责外围运料、一通三防、文明生产等工作。
2）循环方式 沿工作面采煤机每割一刀煤，即完成割煤、移架、移溜等工序为一个循环。
3）作面生产能力及可采期 每刀进尺 0.6m，每班割煤 4 刀，日进 4.8m 生产能力＝日进尺×面长×采高×容重×回采率 ＝4.8×82×2.3×1.53×93％＝1288.1 吨。
4.井巷掘进工艺
4.1煤巷掘进
煤巷掘进也为综掘工艺：联合掘进机(S-100 型)掘进，皮带机运煤。 按通风区指定局扇位置安装好局扇车，接好风筒。局扇距回风口不小于 10 米，离地高度不小于 0.3 米。 风筒要吊挂平直，距迎头不大于 10 米，随回撤支架及时回收风筒。局扇要常开，设专人看守，保 证迎头有足够的新鲜风流，无风严禁作业。要挂牌管理。
4.2岩巷掘进
开拓岩巷掘进工艺：采用放炮掘进，耙斗机装岩；掘进机掘进，耙斗机装岩。
5.矿井主要生产系统
5.1、提升运输系统
（一）立井
1）主井：直径 5.0m，从地面直至一水平（-375m），井深 411.391m，主要是担负提升煤炭和矿井回风功能。井内装备一对 9 吨箕斗，安装敷设有通讯、动力电缆与排水管路，提升机选用 цP4×3.2 型 分裂式单滚筒绞车，用二台 1000KW 电动机拖动。
2）副井：直径 6.0m，从地面直至一水平（-375m），井深 422.94m，升降人员和提升材料、设备与 矿井进风。井内装备一对铝合金双层罐笼，并敷设通讯、动力电缆与排水管路。提升机选用 2×4×1.7 捷克双滚筒绞车，用两台 1000KW 电动机拖动，最大速度 7.217m/秒。
3）风井：直径 6.0m，从地面直至第一水平-375m，井深 431m，辅助升降人员和提升材料、设备与 矿井进风。 井内装备一对钢铁双层罐笼， 提升机选用 JKM-2.8/6 摩擦式绞车， 用两台 800KW 电动机拖 动，提升最大速度 9.8m/秒。
（二）井下运输
1）井下主运输： 三水平至二水平、二水平至一水平、一水平及其三翼均选为皮带运输。
2）井下斜井辅助运输： 井下斜井采用绞车提升运输， 主要有三水平至二水平有 3048 斜井； 二水平至一水平有 20## 斜井。 主要是提升矸石、材料和设备。
3）井下大巷辅助运输： 采用 ZK-7-6/550 架线电机车，牵引 1.7 吨矿车。负责一水平向各采区运输材料、设备和矸石。二、 三水平采用蓄电池机车牵引。目前由于东翼大巷架线未架设完毕，因此东翼也采用蓄电池机车运输。
5.2、排水系统
（一）排水形式：分水平多级排水，二水平清水排至-375 清水池由-375 泵房排至地面作为工业用水，污 水放至-515 三水平，集中排至-375 水平水仓，由一水平直接排到地面，排水高度 411 米。
（二）排水设备及管路 一水平泵房：水泵型号 250D60×8，共布置 18 台，9 台工作，6 台备用，3 台检修，每台 排水量 420m3/h；副井排水管路直径φ419mm，壁厚 17.5mm 无缝钢管，布置 3 趟。主井排水管路直径 φ480mm，壁厚 15mm 无缝钢管，布置 3 趟。 二水平泵房：水泵型号 KND450—60×3，共布置 11 台，5 台工作，4 台备用，2 台检修，每台排水 量 450m3/h。有 4 条Φ325 管路，1 条Φ273 管路。5 条排水管路合计可通过的排量为 41.1m3 /min。 三水平泵房：布置 6 台排水泵，每台能力 450m3/h，两台工作，两台备用，两台检修。Φ302 管路 3 条通至-375 水平。
（三）水仓容量： 一水平内外水仓总有效容量为 17100m3 ， 二水平内外水仓总有效容量为 11700m3。 三水平水仓容量为 7591m3。
（四）井上下给水系统：井下生产用水量为 3.5t/min。由井下-375 水平将矿井清水排至地面 蓄水池，然后通过管路经经风井输送至井下用水地点，此外矿井还有自备水源井作为为补充 水源。
5.3、通风系统
（一）井通风系统及通风方式 该矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，风井、副井进风，主井回风。矿井现 有三个生产水平，分别是-375 水平（一水平） 、-475 水平（二水平）和-515 水平（三水平）两个回风水平， 分别是-246 水平和-365 水平。 -246 水平是一水平的回风水平， -365 水平是二、 三水平的回风水平。
（二）通风机主要参数 主井安装两台轴流式风机，型号为 2KZ-28，功率为 800Kw ，一台工作，一台备用，担 负全矿井的回风。 风机叶片安装角度是 450。 矿井总进风量 8700m3/min， 总排风量 9612m3/min， 通风机负压为 2400Pa, 矿井通风阻力为 2400 Pa，
（三）返风方式：采用主风机反转方式实现矿井返风。
5.4、供电系统
（一）地面变电站：共有一座，三条 35KV 的高压电源分别从贾安子、后屯输入，总长度 29Km， 主变共有三台，总容量为 6300×3KVA。
（二）地面供配电：地面变电站由 35KV 变为 6KV，输到各部位变电所，变电所由 6KV 变为 380V 或 220V，输到各用户。
（三） 井下供配电： 从地面变电站将 35KV 变为 6KV， 输到井下中央变电所， 中央变电所由 6KV 输 到井下采区变电所，采区变电所由 6KV 变为 660V 或 1140V，输到各工作面。主排水泵直接使用井下 中央变电所输来的 6KV 电源。