实习报告通风与安全Word文档格式.docx

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1、矿井开拓部署……………………………………………………2

2、矿井生产系统……………………………………………………3

3、采区巷道布置……………………………………………………6

4、采煤方法…………………………………………………………6

三、矿井通风……………………………………………………………7

1、矿井通风系统……………………………………………………7

2、主要通风机及其附属装置………………………………………8

3、采区通风系统……………………………………………………8

4、矿井风量设计……………………………………………………8

5、井巷通风阻力……………………………………………………11

6、矿井风量调节……………………………………………………11

7、掘进通风…………………………………………………………12

四、矿井安全技术………………………………………………………12

1、矿井瓦斯治理……………………………………………………12

2、矿尘防治…………………………………………………………13

3、防井防灭火………………………………………………………14

4、矿井防治水………………………………………………………14

5、顶板灾害防治……………………………………………………15

6、提升运输与机电设备安全………………………………………16

五、实习收获、体会及建议……………………………………………16

实习报告

一、矿井概况与井田地质特征

1、矿井概况

山西XXX煤业有限公司行政隶属于XXX市管辖，是XXX市地方国有重点煤矿之一，位于XXX市北偏西约XXkm处，东距XXX二级公路XXXkm，交通十分方便。

该矿始建于XXX年，XXX年投产，XXX年X月XX日山西省国土资源厅颁发采矿许可证，证号为1400000XXX，山西省煤炭工业局XXX年X月XX日换发煤炭生产许可证，证号为D0*******XXX，批准的设计生产能力为60万吨／年，批准开采XX，XX煤层。

XXX年XX月根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件《关于XXX市煤矿企业兼并重组整合方案的批复》（晋煤重组办发[XXX]XX号）的精神,XXX，XXX煤业有限公司X处矿井，整合为山西XXX煤业有限公司，矿井生产能力为120万吨/年。

XXX煤业有限公司为主体矿井，其余X个为整合关闭矿井。

（整合后的矿井名称：

山西XXX煤业有限公司），兼并重组后由山西省国土资源厅换发的第XXX号《采矿许可证》证号:

C140000XXX,矿井生产规模：

120.0万吨/年，矿区面积为XXXkm2，批准开采矿种：

煤，X号～X号；

XXX年X月XX日，山西省工商行政管理局以（晋）名称预核内[XXX]第XXX号，企业更名为山西XXX煤业有限公司。

2、井田地质特征

褶曲

井田位于XX山复背斜西翼，XX盆地南端东部，秦岭巨型纬向构造带之北缘。

区内构造属燕山期形成的不同性质、序次的构造形迹。

井田内构造以褶曲为主，井田内共发育X条褶曲，其中X条向斜，X条背斜。

除上述较大褶曲处，井田内还发育一些起伏不大延伸不长的短向背斜。

断层

井田内发现落差5m以上断层X条，均为正断层，落差最大为20m，最小为5m，对矿井开采影响不大。

陷落柱

从北到南现已查明大小不等X个陷落柱。

其中地表发现X个，井下巷道揭露X个。

大部分都发育在褶皱的两翼部位（X个），发育在轴部的有X个。

这些陷落柱都呈近圆形或椭圆状，最大长轴为XXXm，最小XXm，一般为XX～XXXm，区内陷落柱比较发育。

综上所述，井田内褶曲和陷落柱比较发育，构造复杂程度属中等类型。

二、矿井开拓与开采

1、矿井开拓部署

该矿为XX－XX混合开拓方式，矿井为单水平开采3号煤层。

水平标高为+867m水平，XX大巷、总回风巷均布置在3号煤层中，沿3号煤层底板布置。

矿井以XX大巷为界，东翼为X盘区，现已开采完毕，西翼为X盘区，南翼位X盘区，现生产盘区为X盘区。

矿井直通地面的安全出口有X个。

2、矿井生产系统

（1）.矿井电源线路

XXX煤业有限公司矿井地面建有一座XXkV变电站，供电电源有两回路，一回路引自AAXXkV变电站XXkV母线，导线型号为LGJ-120，供电距离XXkm。

另一回路引自AA庄变电站XXkV母线，导线型号为LGJ-120，供电距离XXkm。

两趟架空线均采用钢筋混凝土结构单杆架设，终点均至该矿地面高压变电所，通过高压换网柜转换后向地面高压配电盘供电。

（2）.矿井电源线路

由地面高压变电所馈出的两趟XXkV高压电缆（ZQ20-6kv-3×

50mm2型），沿XX井至井底经XX、XX大巷至井下中央变电所，分别作为矿井向井下中央变电所供电的工作和备用线路。

每回路全长XXXm。

采掘工作面采用分开单独供电。

掘进工作面局部通风机实现“三专”供电和风电、瓦斯电闭锁。

并实现了双电源双风机自动切换。

井下中央变电所各配电点引出的馈电线上均装设有短路、过负荷和漏电保护装置；

供采区变电站的高压馈电线上，装设有作用于跳闸的单相接地保护装置；

井下低压馈电线上，装设有检漏保护装置和选择性漏电保护装置；

井下接地网各主要电气设备分别设接地极，在采区形成局部接地网，各采区局部接地网相连在中央水泵房设主接地。

（3）.排水系统

本矿排水系统为单级排水系统。

中央泵房及中央水仓布置在XX大巷与XX巷之间，中央泵房安装5DA－8×

8型多级离心式水泵3台，电机功率：

90kW；

其中1台工作、1台备用、1台检修；

敷设直径为φl00mm排水管路2趟，其中1趟工作、l趟备用：

排水高度XXm。

XXX年矿井实际正常涌水量XXm3／h，最大涌水量XXm3/h。

主副水仓总容积为XXXm3。

XX年矿井原煤产量为XX万t。

选用1台工作水泵小时总排水能力Bn=XXm3/h。

工作水泵加备用水泵2台总排水能力Bn=XXm3/h。

排水路线：

各盘区工作面涌水→运输大巷→二盘区水仓→中央水仓→主排水泵→主斜井→地面污水处理厂。

（4）、提升运输系统

1、主斜井为胶带输送机提升系统，担负矿井的提煤任务。

主斜井提升装置采用带式输送机提升，采用STJ-800型带式输送机，带宽800mm，厚度10mm，运输长度400m，倾角XX°

。

带速1.74m/s。

配用电机功率75kW。

配用PZBJ－11型皮带机综保监控仪。

2、副井提升运输系统采用10t架线式电机车牵引1吨矿车运输，担负全矿井材料及设备的提升运输任务。

副井运输材料选用一列ZK10－6/550型10t电机车牵引1t矿车运输。

3、XX运输大巷运输系统采用10吨架线式电机车牵引3吨底卸式矿车运输煤炭，每列XX辆，运输距离XXm。

列车的行进速度2.5m/s。

实测装车调车时间XXXs。

卸至主斜井煤库由主斜井带式输送机运至地面煤仓。

4、排矸斜井提升系统采用JTP－1.2型提升机单钩串车提升，担负矿井矸石提升任务。

排矸斜井提升设备为JTP－1.2型缠绕式单滚筒提升机，滚筒直径1.2m，宽度1.0m，最大静张力30kN，提升斜长318m，井筒倾角16°

，最大提升速度1.84m/s；

下放材料时为1t“U”型矿车2辆；

所用钢丝绳型号为21.5NAT6×

19＋FC，钢丝绳直径21.5mm；

电机型号YR280S-8，功率为55kW；

装设BI型电控系统；

提升机安设JHB－A型矿山综合后备保护装置。

井筒设置有“一坡三挡”挡车装置和自制防跑车装置。

（5）.井下运输系统

⑴主要运输系统

该矿现开采3号煤层，生产盘区为X盘区，目前，矿井布置有3XX综放工作面一个，3XX回风顺槽和3XX回风顺槽机掘进工作面。

3XXX工作面安装两部SGB－630/110×

2型刮板输送机，运输顺槽内安装有SSJ－1000/2×

75型可伸缩带式输送机，盘区运输巷安装有一部SSJ-1000／75×

2型带式输送机和一部SZB-764/110型转载机配合运输，盘区煤仓的煤由给煤机卸载至运输大巷3吨底卸式矿车内，运输大巷采用ZK10-6/550型电机车牵引3t底卸式矿车运输到主斜井井底煤仓之后由给煤机卸载至主斜井带式输送机运至地面。

⑵井下辅助运输系统

矿井辅助运输系统为各盘区内采用JD11.4型调度绞车运至XX运输巷转用ZK10-6/550型电机车牵引矿车运输到XX出井。

入井材料、设备运输则与上述过程相反。

井下各种行车、调度信号设施齐全，安全标志齐全、醒目，车场、巷道内照明符合规定。

系统完善、保护齐全、运行正常。

3、采区巷道布置

3XXX工作面XX村西，地表多为山丘、坡地，无建筑物，长有少量杂木。

井下位于X盘区回风巷北侧，西邻风氧化带，东邻3XX（备用工作面），该工作面顺槽长度为XXX米，工作面长度XXX米，可采长度XXX米，底板标高850—880米，地表标高为XX—XX米，覆盖厚度约为70米。

4、采煤方法

矿井现有采煤工作面1个（3XXX综采放顶煤工作面），采用综采放顶煤采煤方法。

工作面推进为后退式，全部垮落法管理顶板。

3XXX综放工作面采用双滚筒采煤机割煤、装煤→可弯曲刮板输送机运煤→移架→移前溜→放顶煤→拉后溜。

3XXX综放工作面采用6MG－200W型双滚筒采煤机落煤和装煤，工作面采用SGB－630/110×

2型刮板输送机运煤；

放顶煤后部溜采用SGB－630/110×

2型刮板输送机。

工作面支架采用ZF－2400/16/24型中间支架和ZG－2800/17/26型过渡支架支护顶板。

支架中心距1750mm，最大控顶距3900mm，最小控顶距3300mm，循环进度为0.6m。

作业方式：

采用“四、六”制作业方式，三班生产，一班准备，生产班每班1个循环（两刀一放），日循环个数3个，日推进度3.6m。

三、矿井通风

1、矿井通风系统

XXX煤业有限公司矿井采用中央并列式通风方式，通风方法为机械抽出式负压通风。

矿井共有X个井筒，其中：

XX、安全出口斜井进风，回风立井回风。

根据《山西XXX有限公司矿井生产能力核定报告书》可知：

矿井总需要风量为2655.9m3/min。

目前矿井实际总进风量为3116m3/min，总回风3287m3/min，主通风机排风量为3346m3/min，有效风量2946m3/min，有效风量率为88％，其中进风井X个，分别为：

主斜井,进风量816m3/min；

副井，进风量816m3/min；

排矸斜井，进风量718m3/min；

安全出口斜井，进风量1051m3/min；

回风立井，回风量3287m3/min。

2、主要通风机及其附属装置

XXX煤业有限公司矿井选用的主要通风机为山西运城市矿山节能防爆风机厂生产的BDK54-8-№20型隔爆轴流式风机2台（一台工作，一台备用）,配用电机型号YBFe315-8,电机功率为110kw×

2。

附属装置有：

扩散器、防爆盖、风硐等。

3、采区通风系统

综采放顶煤工作面采用一进一回的“U型”通风方式。

掘进工作面采用局部通风机压入式通风，掘进工作面使用2台FBD№5/2×

5.5型对旋式局部通风机。

4、矿井风量计算

根据《煤矿安全规程》第103条规定，矿井需要风量按下列要求分别计算，取其中最大值。

1、按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不少于4m3，按下式计算：

Q矿＝4·

N·

K矿/60

式中：

Q矿――矿井总风量，m3/s；

4――每人每分钟