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3.2己三采区通风系统优化必要性12

3.3己三采区通风系统优化可行性12

3.4己三采区通风系统优化达到的主要技术指标13

3.5己三采区通风系统优化降阻设计方案14

4.己16.17-23030采面消突效果分析15

5.在通风科对矿井风量计算方法进行了实践学习16

5.1矿井总风量计算16

5.2采煤工作面需要风量计算16

5.4掘进工作面所需风量18

6.在防突科对矿井灾害防治情况进行了重点实践19

6.1瓦斯事故防治措施19

6.2煤尘事故防治措施20

6.3火灾事故防治措施21

6.4顶板事故防治措施21

实习报告

近三年的学业即将结束，三年来，在学校领导及任教老师的言传身教下，我顺利的完成了各门课程。

为了更深入的了解煤矿开采技术，把我在校所学的理论知识与煤矿开采实践知识进行有机的结合，按照学院要求，我于2010年4～5月份在平煤股份四矿进行了实践学习。

平煤股份四矿是一座五十多年开采历史的现代化矿井，是集团公司的主力矿井之一，矿井安全设施可靠、管理制度建全，矿井生产、开掘、机电、运输、通风系统完善可靠。

按照实习要求，我先后在四矿防突科、通风科、总办室进行了实习，对矿井的通风系统、防突措施，以及其它生产系统进行了了解。

在实习期间主要了解和掌握以下内容：

1.井田概况

1.1地理位置

四矿位于平顶山矿区中部，地理坐标为东经：

113°

14′34″～113°

17′12″，北纬：

33°

46′08″～33°

48′28″，地面标高＋１６０～＋４００m之间，井田内最高点为擂鼓台，标高＋５０５.６m。

东部以一、二矿为界，南部以三矿为界，西部以五矿、六矿为界，矿井东西走向长约2.5km，南北走向长约5.5km，井田面积19.29平方公里，矿区为低山丘陵地形。

矿区为低山丘陵地形，

1.2交通运输状况

矿区内公路成网，程平干线、平郏公路贯穿其中。

矿用铁路与外界相接，由平漯线东接京广，由平宝线西接焦枝，交通极为方便

1.3水系及地面积水范围

四矿矿井水文地质条件类型为简单类型，井田内没有大的地表水，只有一些小的水沟和一些中小型水体。

涌水来源主要是大气降水、地下水和老空水。

一水平南斜井、东风井、主井，二水平主、副井井筒周围是降雨渗入的主要通道。

庚一准备采区主要受底板灰岩呈压水威胁，目前四矿己实施水害治理工程，在庚一采区打9个疏压钻孔，现水位已下降至-392m，无带压开采工作面

1.4矿井开采煤层情况

平煤四矿井田含煤地层自下而上有：

石炭系太原组、二迭系山西组、下石盒子组和上石盒子组。

井田范围内可采煤层为丁5、丁6、戊8、戊9、戊10、己15、己16、己17、庚20共4组9层煤，煤厚总体上呈东厚西薄的规律性变化，煤层结构简单

（1）已15煤层：

位于山西组已煤段上部，全区发育，上距己14（不可采煤层）平均4.2m，下距己16-17平均11m，煤厚1.18~1.85m，平均1.44m，属稳定煤层，1/3焦煤，挥发份30.79％，总体分布呈东薄西厚，而东异又为南厚北薄，西异为南薄北厚，东翼已15-23030切眼以东，以北大多煤厚在0.9～1.3m之间，煤层走向84~130°

倾向354～40°

倾角4～12°

，平均倾角8°

；

煤层结构简单，煤层底板以下有0.2m左右的炭质泥岩,局部泥岩下有0.2m左右的暗煤。

己15煤层，玻璃光泽，较硬，总体观测煤的破坏类型为Ⅰ、Ⅱ类，煤层节理比较发育。

顶板：

伪顶为炭质泥岩，直接顶砂质泥岩、粉砂岩，底板：

直接底为泥岩、砂质泥岩，老低为灰岩（见煤层综合柱状图）。

（2）己16煤层：

为本区主要可采煤层之一，全区发育，位于己煤段下部，层位稳定，区内绝大部分与己17煤层合层，东翼分层，在分层区内，己16煤层煤黑色，块状，亮煤为主，煤厚1.1m～2.0m，平均1.8m，无夹矸、属稳定煤层，煤层走向85～99°

，倾向355～9°

，倾角5～10°

，一般为8°

。

己16煤层为肥煤，挥发份29.98％，玻璃光泽，较硬，总体观测煤的破坏类型为Ⅲ、Ⅳ类，煤层节理比较发育。

伪顶为炭质泥岩，直接顶砂质泥岩、粉砂岩；

底板：

（3）己17煤层：

为本区主要可采煤层之一，全区发育，位于己16煤层下边，层位稳定，区内绝大部分与己16煤层合并，东翼分层，在分层区内，己17煤层煤黑色，块状，亮煤及半暗煤，煤厚1.1m～1.8m，平均1.4m，煤层走向85～99°

己17煤层为肥煤，挥发份30.21％，较软，总体观测煤的破坏类型为Ⅳ、Ⅴ类，煤层节理比较发育。

（4）己16-17煤层：

为本区主要可采煤层之一，全区发育，位于己煤段下部，层位稳定，距己15煤层间距平均11m。

己16-17煤为肥煤，挥发份30.70％，区内绝大部分为合层。

属稳定煤层，煤层结构较为复杂，煤层产状：

走向76~125°

，倾向346~35°

，倾角4.4~11.1°

平均8.5°

玻璃光泽，较硬，总体观测煤的破坏类型为Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ类。

直接底为泥岩、砂质泥岩，老低为灰岩。

四矿为多水平联合开采矿井，目前有两个生产水平（一、二水平）、一个开拓水平、四个生产采区（己三、己一东异、庚一、戊九、丁九采区）和一个准备采区。

矿井为立井多水平下山开拓方式，主提升系统分别为一水平主井和二水平主井；

副井为一、二水平共用，井底车场为环形卧式车场，丁戊组岩石石门连接各采区，采区上下山开采。

全部采用单一走向长壁式开采方法，综合机械化采煤工艺，全部垮落法顶板管理。

1.6瓦斯情况

根据2008年瓦斯鉴定：

全矿井相对瓦斯涌出量9.09m3/t，二氧化碳3.43m3/t；

绝对瓦斯涌出量52.79m3/min，二氧化碳为19.92m3/min；

其中一水平相对瓦斯涌出量为10.7m3/t，二氧化碳为6.13m3/t；

二水平相对瓦斯涌出量为8.47m3/t，二氧化碳为2.42m3/t；

1.7突出情况

四矿是煤与瓦斯突出矿井，丁56煤层1997年被鉴定为突出煤层，己1617煤层2002年被鉴定为突出煤层，目前我矿主要采取区域瓦斯治理，即开采解放层。

1.8煤层自燃发火情况

四矿自燃危险等级为三级不易自燃矿井，建矿以来从未发生过煤炭自燃事故，各组煤层无自燃发火期。

现回采的采煤工作面和己封闭采空区经取样分析均无自燃发火征兆。

1.9煤尘爆炸性

四矿各组煤煤尘均具有爆炸危险性，其中己组煤煤尘爆炸指数：

26.62%～33.64%；

丁组煤层:

33.41%～36.68%；

戊组煤层:

32.42%～36.08%；

庚20煤层：

24.59～29.61%。

2.矿井生产系统

2.1矿井通风系统

四矿通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，由于矿井岩性变化,地压较大,加上1．1万米左右的通风流程,造成了现今困难的通风局面,为解决这一难题,四矿加大矿井改造力度,采用多井进风（一、二水平主井、付井、南风井、三水平主斜井和东风井共六个）,双井回风（一水平风井和二水平风井）。

采区内部一水平有丁九、戊九两个采区，两个采区为一并联网络，实现分区通风，两个采区回风在一水平风井底汇合后，由一水平主扇排出。

二水平有己一东翼采区、己三采区、庚组准备采区及三水平开拓工程为并联通风网络，实现分区通风，采区回风汇入二水平总回风后，由二水平主扇排出。

目前，一水平丁九、戊九采区的通风由一水平风井担负，主扇为两台AGF606-2.2-1.3-2型对旋式通风机,配套电机型号为YR1000-6/1180，额定功率1000KW，风量7183m3/min，负压为4050Pa，等积孔2.17m2。

二水平己一东翼、已三采区、庚一准备采区及三水平开拓工程的供风由二水平风井担负，主扇为两台YBD-606-3.0-1.9-2型高效对旋风机，配套电机型号YBF630S1-8，额定功率2×

710KW，风量11123m3/min，负压为3600Pa，等积孔3.56m2。

2.2矿井防尘系统

四矿井下建立有完善的防尘洒水管路系统，防尘水源主要来自地面两个储水量1000吨的蓄水罐，管路系统经副井由静压输送到各用水地点。

现井下敷设防尘洒水管路总长度为72419米（￠8寸主管1500米，￠6寸主管路57990米，￠2寸支管路14429米），做到了有巷有管，有管有水。

采掘工作面主要采取煤层浅孔水、湿式打眼、定期冲洗井壁巷帮、风流净化水幕、放炮使用水炮泥、炮前炮后洒水冲尘及转载点喷雾等综合防尘措施。

2.3防灭火系统

四矿是不易自燃矿井，建矿以来从未发生内因火灾事故。

但为了预防煤炭自燃事故，四矿主要采取：

⑴、配备专人负责定期预测预报。

⑵、及时对回采结束工作面和报废巷道进行封闭

⑶、建立完善的火灾预警系统，采掘工作面和主要进回风巷均安装CO监控系统。

⑷、按规定在井上下设置消防材料庫，配备足够的防灭火器材；

井下机电设备硐室、带式输送机机头前后20米均采用不燃性材料支护。

2.4瓦斯监测监控系统

四矿现运行的KJ2000N监控系统是由原KJ4监控系统升级改造而成。

目前，井下安装瓦斯传感器86台、风速传感器15台、CO传感器41台、负压传感器2台、温度传感器16台、风机开停传感器62台、断电器32台，所配备的瓦斯传感器和开停传感器井下覆盖率到100%。

实现了监控系统与集团公司监控联网，做到了监控室与矿值班调度室的联合值守。

2.5供电系统

四矿的供电电源由谢庄变电站35KV双回路电源线路担负。

四矿地面设立有35KV降压站一座（2009年经过改造），两趟35KV电源来自集团公司电务厂谢庄变电站，一回电源是谢四线，架线型号LGJ-150-2.5KM，另一回电源是谢一T线，架线型号LGJ-150-4.5KM，两台SRNZ－20000/35/6主变采用分列运行方式，6KV采用单母线分段运行。

35KW电源经四矿地面降压站降压为6KV输送到井下，井下6KV电压经中央变电所到达各采区变电所。

根据设备需要由各采区变电所变压成不同等级电压。

2.6排水系统

四矿井下排水由各采区水仓排至中央水仓，而后再排至地面沉淀池，中央水泵有五台主排水泵，二台工作泵型号为MD280-65/84×

9，二台备用泵型号为200D65×

9；

一台检修泵型号为200D65×

排水管路3趟，管径φ273mm。

水仓有效容量为3780m3（外仓2195m3，内仓1585m3）。

2.7生产系统

四矿目前有立井三个，分别为一水平主井、二水平主井和副井。

一水平丁九、戊九采区采掘工作面的原煤经采区下山胶带运输机到达采区煤仓后，装运到丁九暗斜高强皮带，再到丁七钢缆皮带，经丁七钢缆皮带运到一水平主井底煤仓提升到地面。

二水平己三采区采掘工作面原煤经采区下山胶带运输机，再经采区煤仓装运到己三暗斜转入二水平主井底煤仓提升到地面；

已一东翼和庚组采区的煤炭经采区下山胶带运输机，进入东、西异分运皮带转入到二水平主井底煤仓提升到地面。

2.8、抽采系统

四矿现有瓦斯抽采系统三套，在用瓦斯抽放泵8台，总装机抽放能力1922m3/min。

两套为井下抽采系统，一套为地面抽采系统：

井下抽采系统为分别为己三和丁九抽采系统：

己三抽采系统：

安装三台瓦斯抽放泵，两台2BEA-353型抽放泵，排气量73m3/min；

一台2BEF-60型抽放泵，排气量258m3/min；

丁九抽采系统，安装两台2BEC-42型水环式真空泵，抽放能力130m3/min；

地面抽采系统，安装三台瓦斯抽放泵，其中两台CBF710-2BG3水环式真空泵，吸气量为500m3/min;

另有一台2BEF60水环式真空泵，吸气量为258m3/min，主要服务于一水平戊九采区和二水平己三采区。

采取的抽放方法主要有：

本煤层抽放、采空区埋管抽放、高位钻孔抽放、迎面斜交钻孔抽放和浅孔抽放等综合抽放技术。

3.己三采区通风系统优化

⑴主要通风机负压持续在高位运行，风量满足不了要求。

2008年二水平主要通风机负压达到了4250pa，而风量只有185m3/s，井下需风量与主要通风机性能出现了严重的不匹配。

⑵矿井通风网络复杂，可靠性差。

一个风井系统有四个采区共用一组主要通风机，抗灾能力低，风量调配困难。

⑶二水平主要通风机带病运转。

由于通风机持续在高位运行，出现了风机轮毂开裂、铆钉断裂，铜带裂纹、震动大、轴承温升大等问题，对井下的安全生产形成较大的危害。

⑷高应力大变形三软煤岩层巷道支护困难，通风阻力大。

新掘回风巷道不到2年断面即收缩成不规则形状，年断面收缩率达到72％，巷修成本大。

3.2己三采区通风系统优化必要性

四矿二水平为四个采区共用一组主要通风机通风方式，2009年下半年庚组新采区投产后，二水平需风量将新增50m3/min，达到234m3/min，如不及时进行降阻研究，按现有巷道通风状况，预计2010年庚组投产二水平主要通风机负压将达到4800pa以上。

矿井机械化程度不断增强，单产效率不断提高，造成了单位时间内瓦斯涌出量的成倍增加，采掘工作面需要提高风量稀释瓦斯。

矿井地热灾害严重。

根据测量，二水平-400m以下工作面平均温度34.2℃，工作面需要提高风量进行降温。

井下主要进、回巷受压变形，断面收缩变形严重，造成回风巷道风速多速超限，违反《规程》规定。

二水平主要通风机性能低下，长期带病工作需要升级改造。

3.3己三采区通风系统优化可行性

研究的技术条件成熟。

对于通风系统改造，目前四矿己经掌握了一套可以用来测定的技术标准。

如矿井通风阻力测定、矿井通风网络解算、主要通风机性能改造及软煤岩支护等技术，在使用这些技术方面，四矿有比较成熟的经验。

研究的现场条件。

通过采取施工新巷道和增大回风系统通风断面解决通风阻力高，提高矿井安全性能的方法是目前国内常用的主要方法。

在二水平己三采区，虽然现有通风系统为“两进一回”，符合《规程》突出采区必须布置专用回风巷之规定。

但集团公司在平煤〔2008〕356号《关于进一步加强区域性瓦斯治理技术基础管理的规定》第十八条“新设计双翼开采的煤与瓦斯突出采区，两翼必须各设计一条专用回风巷；

现有双翼采区中仅有一条专回的煤与瓦斯突出采区，必须增加一条专用回风巷，限期按规定完善专回”及第二十条“通风系统风量少于20000m3/min的矿井，其主要通风机负压不得超过2940Pa，矿井回风段阻力不得超过总阻力的40%。

否则要进行通风系统改造或扩修降阻，并在规定时间整改完成”之规定。

四矿己三采区通风系统需要进行改造。

因此，对二水平通风系统进行优化降阻研究，在政策上符合集团公司要求。

之前，四矿也做过这方面的研究，但由于研究的深度和广度不够，所采取的措施较为单一，多数情况下只采取扩巷降阻、调整主要通风机角度等措施，没有采取综合和多管齐下的措施，以至降阻效果没有达到预期目标，主要通风机负压节节攀升。

本次研究将结合国内现有的经验，结合矿井自身条件，通过科学的规划，采取“分步走、多措施并举”井上下同时优化改造的综合技术方案。

在网络解算的基础上，大胆提出主要通风机性能改造、三软煤层巷道支护新技术及并联回风降阻的“三位一体”综合通风系统优化、改造方案，全面提高矿井通风系统的安全性、可靠性。

3.4己三采区通风系统优化达到的主要技术指标

（1）降阻指标：

二水平东台主要通风机风叶角度-1°

下负压由4250pa，降低到负压2960pa，风量11490m3/min，风量增加到13005m3/min，负压下降幅度30%以上，净增风量1515m3/min，不仅要保证了二水平风井系统的安全用风及庚组采区的投产，降阻幅度还要达到河南省安全监督局下发的安全治理目标。

（2）主要通风机工况点在高效区间运行，效率达到75%，风井系统等积孔由困难时的3.41m2上升到4.5m2以上。

主要通风机不再出现铜带裂纹、震动、轴承温升大等问题。

（3）己15三软煤层支护难的技术难题得到解决，巷道年收缩变形率小于10%，采用36U型拱全封闭可伸缩锚注喷支护过的巷道己连续两年未进行过维修。

（4）改造通风设施18组，使二水平通风设施永久化率达到86.2%，矿井有效风量率达到87.3%

（5）回风系统风速偏高、局部阻力大的状况得到改善，己三专回原有3处风速超限巷道已全部下降到6.0m/s以下，己三专回风速超限的问题得到解决。

3.5己三采区通风系统优化降阻设计方案

（1）主要通风机技术改造设计方案

根椐四矿“三位一体”通风系统优化降阻思路，结合三水平主要通风机挂网运行前矿井采掘工程布局及需风量情况，主要提出了3个改造方案以消除主要通风机带病工作和不适应矿井通风阻力日益增大的问题。

（2）高应力大变形三软煤岩层回风巷道综合支护设计

根据高应力条件下的三软煤岩层巷道变形机理，我们对己三专回中段800m受压变形巷道实施了“一次支护，二次帮、底加固”的大断面综合支护技术，以提高支护质量，扩大巷道通风断面，降低通风阻力。

（3）优化通风系统己三采区上段回风巷由“一回”改成“二条上山并联回风”。

采区总回风做并联回风巷。

从己三西专回上段开口沿己15煤层做一条650m，断面12m3，29U型钢锚网支护的己三新总回风。

同时恢复己15-23020风巷片盘130m（巷道完好，只需整修）老巷做为西专回绕道，把己三专用回风系统由“一回”改造成“三回”并联通风系统。

4.己16.17-23030采面消突效果分析

己16.17-23030工作面位于己三采区东翼上部，采取了开采保护层的区域性防突措施，上段上覆己15煤层已经回采结束；

整个回采区域范围在己15煤层有效保护范围内。

为了准确评价己16.17-23030工作面开采保护层后保护效果，对工作面进行消突效果分析。

采用了保护层保护范围、巷道掘进、瓦斯地质、测定的残余瓦斯压力、残余瓦斯含量的情况，分别予以分析评价。

己16.17-23030工作面在上覆己15-23030、己15-23050工作面开采保护层有效保护范围内。

经实测己16.17-23030工作面最大残存瓦斯含量为2.2m3/t，残存瓦斯压力为0.3Mpa，远远低于区域预测的临界值瓦斯含量W﹤8m3/t；

瓦斯压力P﹤0.74Mpa；

远远低于己三采区煤层始突瓦斯含量11.88m3/t和始突瓦斯压力1.18m3/t。

依据己16.17-23030工作面风巷、机巷、切眼瓦斯涌出量、煤样突出参数的统计、突出危险性预测指标统计结果、瓦斯动力现象，根据《防治煤与瓦斯突出规定》第五十一条、第四十三条第（三）项规定，《煤矿安全规程》第一百九十三条规定。

己16.17-23030工作面保护层有效保护范围通过开采保护层消除了煤与瓦斯突出危险性，已由突出危险区域转化为非突出区域，为安全生产创造了有利条件。

5.在通风科对矿井风量计算方法进行了实践学习

5.1矿井总风量计算

矿井总风量必须保证各用风地点供风，按下式计算：

Q矿≥（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备＋∑Q其它）·

K矿通m3/min

式中：

∑Q采—采煤工作面实际需要风量的总和m3/min

∑Q掘—掘进工作面实际需要风量的总和m3/min

∑Q硐—硐室实际需要风量的总和m3/min

∑Q备—备用工作面实际需要风量的总和m3/min

∑Q其它—矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和m3/min

K矿通—矿井通风系数（抽出式K矿通取1.15～1.2，压入式K矿通取1.25～1.3）

5.2采煤工作面需要风量计算

①按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）浓度不超过1％计算：

Q采=100.q采·

KCH4（m3/min）

Q采一回采工作面实际需要风量，m3/min；

q采一回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；

KcH4一采面瓦斯涌出不均衡通风系数（正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。

②按工作面温度选择适宜的风速进行计算

Q采=60V采.S采（m3/min）

V采一采煤工作面适宜风速，m/s；

S采一采煤工作面的平均断面积,m2

③按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：

每人供风≮4m3/min：

Q采＞4N（m3/min）

每千克炸药供风≮25m3/min（硝酸铵炸药）：

Q采>

25A（m3／min）；

N一工作面最多人数，人；

A一一次爆破炸药最大用量，kg。

④按风速进行验算：

6O×

0.25S<

Q采<

60×

4S（m3／min）。

s一工作面平均断面积，m。

⑶备用工作面满足瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不低于采煤工作面实际需风量的50％。

Q备≥1/2Q采

5.4掘进工作面所需风量

①按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：

Q掘=100q掘·

K掘通（m3／min）

Q掘一掘进工作面需要风量，m3／min；

q掘一掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，m3／min；

K掘通一瓦斯涌出不均衡通风系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。

②按局部通风机实际吸风量计算需要风量：

岩巷掘进：

Q掘=Q扇．Ii+60x0.15S（m3/min）

煤巷掘进：

Q掘=Q扇·

Ii+60x0.25S（m3/min）

Q扇一局部通风机实际吸风量,m3/min。

安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于O.15m/s、煤巷和半煤巷不小于O.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚。

Ii一掘进工作面同时通风的局部通风机台数。

③按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：

每人供风≮4m3/min：

Q掘>

4N（m3/min）

每千克炸药供风≮25m3/min（硝酸铵炸药）：

Q掘>

25A（m3／min）

N—掘进工作面最多人数，人；

A—一次爆破炸药最大用量，kg。

④按风速进行验算：

　　岩巷掘进最低风量Q岩掘＞60×

0.15S掘（m3/min）

　　煤巷掘进最低风量Q煤掘＞60×

0.25S掘（m3/min）

6.在防突科对矿井灾害防治情况进行了重点实践

四矿是高瓦斯采区，瓦斯、煤尘、自燃发火及顶板灾害对矿井的安全生产具有一定的威胁，根据《煤矿安全规程》的有关规定，矿井在防治灾害方面做为大量的工作台，制定了瓦斯爆炸、煤尘爆炸、煤与瓦斯突出、矿井大面积停电、矿井大面积停风、矿井突水等事故应急预案，并主要采取以下防治措施。

6.1瓦斯事故防治措施

⑴加强通风管理，提高通风系统可靠性。

按瓦斯涌出量、温度、炸药量、风速给采掘工作面风量足够的风量，吹散工作面瓦斯。