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煤矿通风安全实习报告资料

重庆工程职业技术学院

生产实习报告

班级：

通风111

实习学生：

XXX

指导老师：

XXX

实习日期：

2012年5月

目录

前言3

第一章矿井概况4

1.1、交通及地理位置4

1.2、地形与气候条件4

1.3、煤系地层及可采煤层4

第2章矿井开拓6

2.1开拓方式6

2.2水平划分6

2.3采区划分及采区要素6

2.4采区生产能力7

2.5井底车场形式7

2.6采煤工艺及循环作业组织7

2.7采区巷道断面、采出率及采掘位置关系9

第3章矿井通风与安全10

3.1、矿井瓦斯等级10

3.2、矿井通风10

3.3矿井通风11

3.4技术安全措施13

第4章矿井机电运输15

4.1排水系统16

4.2供电系统17

4.3压风系统18

4.3.1位置与交通18

4.3.2地层20

4.3.3放架煤措施22

4.3.4注意事项23

4.3.5劳动组织24

4.3.6主要技术经济指标表25

4.4采区供电、运输、通风、灌浆系统25

4.5安全技术措施25

实习心得体会27

前言

一、实习目的及意义

1．目的

（1）全面了解实习单位的发展历史、安全生产情况。

（2）了解实习单位管理架构设置、职能；安全管理机构，了解

矿井安全管理制度、现场安全管理、过程安全管理，生产管理、

人力资源管理、劳动组织。

（3）了解矿井矿区概况、工业广场布置、矿井生产流程、生产布局；

（4）了解矿井井下主要生产系统、主要设备设施。

（5）了解实习单位的各项规章制度，增强组织纪律性和自觉性，让学生认识到自己的不足并逐步加以改进。

（6）提高思想政治觉悟，增强对生产安全的责任感和使命感。

（7）在认识实习的基础上进一步的了解煤矿的各个的生产系统。

2．意义

（1）专业实习是理论联系实际的重要手段和途径。

通过学习，学生可进一步加深对书本知识和专业的理解。

（2）通过实习，学生将对企业和社会有个初步的认识，为将来走向社会打基础。

（3）通过实习，可以培养学生运用所学知识分析设计及分析问题、解决问题的能力。

（4）通过实习，了解了煤矿的生产系统，为后面的实习，甚至是工作打好良好的基础

二、实习时间

本次矿上实习时间共计十四天：

即2012年5月7日至5月19日

第一章矿井概况

1.1、交通及地理位置

磨心坡煤矿位于重庆天府矿业有限责任公司南端，重庆市以北42Km处，行政区划属重庆市北碚区东阳街道管辖，矿井南邻嘉陵江，北接刘家沟煤业有限责任公司，东依天府镇，西靠东阳街道。

矿区走向长7Km，平均宽0.6Km.勘探面积4.62Km2.储量计算面积5.1Km，地理坐标109°29′00″，北纬29°53′00″。

矿区交通发达，襄渝铁路，仪北公路由南向北贯通矿区，矿井生产原煤经磨心坡洗煤厂洗选后，一是经皮带走廊上襄渝铁路运达各用户，二是经天府矿业公司自建轨距762mm铁路运至嘉陵江边装船，顺嘉凌江长江供应沿江两岸用户。

1.2、地形与气候条件

区内地形总体上北东高，南西低，为中低山斜坡地貌。

沟谷发育，沟谷形态以“V”型为主，为单斜山地形，纵向方向东高西低，沟底纵坡坡度较大，一般为20～30度。

区内横向沟谷、小溪较发育，切割较深，利于岩溶地貌的形成及发育。

矿区气候属亚热带气候，夏季炎热多雨，冬季寒冷干燥，年平均最高气温36.6℃，极端最高气温42℃，平均最低气温5.7℃，极端最低气温-2℃。

年降雨量平均达1000mm以上，月累计最大降雨量436.3mm，月累计最大蒸发量236.7mm。

最大风速2.0m/s，风向西南西。

雾日集中在10月至次年的2月，年最多雾日达173天。

1.3、煤系地层及可采煤层

矿区煤系地层为二叠系上统龙潭组，为海陆交互相含煤建造。

古地理环境为滨海湖泊沼泽化平原，岩性主要为石灰岩、硅质石灰岩、泥岩、粘土岩、砂岩、炭质泥岩和煤层。

假整合于茅口灰岩之上。

地层总厚约142m，含煤10层，煤层编号依次为K1、K2、K3、K4、K5、K6、K7、K8、K9、K10。

K1、K3煤层为沉积不稳定极薄煤层，不可采；K7煤层含硫量高，无经济开采价值。

可采和局部煤层有K2、K4、K5、K6、K8、K9共六层煤，其中K2煤层为中厚煤层，全区可采；K4、K5、K8煤层为沉积不稳定局部可采薄煤层，K6、K9煤层为沉积稳定全区稳定可采薄煤层。

可采和局部煤层平均厚度依次为：

4.35m、0.60m、0.45m、0.74m、0.70m、0.60m。

K2煤层底板至茅口灰岩顶界间距6~12m，平均8m；K2底板至K1煤层顶板间距1.17~6.11m，平均3.93m；K3底板至K2煤层顶板间距18.22~27.06m，平均24.14m；K4底板至K3煤层顶板间距0.32~2.56m，平均1.73m；K5底板至K4煤层顶板间距22.31~34.48m，平均29.55m；K6底板至K5煤层顶板间距3.47~7.79m，平均5.15m；K7底板至K6煤层顶板间距2.8~5.35m，平均2.95m；K8底板至K7煤层顶板间距2.76~7.08m，平均5.97m；K9底板至K8煤层顶板间距3.63~7.50m，平均4.79m；K10底板至K9煤层顶板间距1.37~2.41m，平均2.11m。

可采煤层总厚度约7.44米，可采含煤系数5.2%。

可采煤层煤质牌号为焦煤。

第2章矿井开拓

2.1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。

2.2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8~10年，水平接替一般5~8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。

2.3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K9→K8→K6→K5→K4→K2，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。

2.4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，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。

2.5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。

2.6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。

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

1.6m

循环率

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

12

12

24

放煤工

1

1

2

开横冲风眼

2

2

巷道维修

1

1

扯笆折翻煤路

2

2

值班人员

1

1

1

3

总计

14

14

6

34

1、中厚煤层伪斜柔性掩护支架的回采工艺

a.大棚规格为“7、7、7”断面的木棚支护。

上宽×下宽×高＝2×3.4×2.1m，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=1.5×1.0×（0.8~1.0）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2~3根长料以利于人员行走，做好后才能铺设支架。

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：

0015：

0023：

007：

00

2

剔大棚铺支架放顶

4

4

8

3

放煤工

4

4

4

12

4

绞车司机

2

2

2

6

5

拆支架

4

4

6

工长

1

1

1

1

4

7

夯活工

10

8

合计

29

29

11

29

105

9

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/出勤系数=105/0.9=117（人）

2.7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87~89%；中厚煤层采区采出率一般为75~85%。

一般煤层巷道掘进碛头超前回采工作面80米以上。

第3章矿井通风与安全

3.1、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40~42m3/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。

3.2、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2×132Kw，风机叶片安装角为35°，总排风量为3792m

／min，额定风压为3012Pa，等积孔为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2×132Kw，风机叶片安装角为34°，总排风量为3600m

／min，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5702m3/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。

3.3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2×132Kw，风机叶片安装角为35°，总排风量为3792m

／min，额定风压为3012Pa，等积孔为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2×132Kw，风机叶片安装角为34°，总排风量为3600m

／min，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5702m3/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。

3.4技术安全措施

一、牢固树立“安全第一”的思想，严格按《煤矿安全规程》、《作业规程》、《采

掘工作操作规程》作业。

严格工程质量，狠反“三违”，搞好安全生产。

二、严格班前检查，作业前要保证安全退路畅通。

若发现安全隐患，必须

先组织人员处理好后，才能正常作业。

三、初采阶段，支架尾子平段支架必须加强支护，严禁往上翘。

四、初采阶段，必须保证通风、行人、运料，溜煤线路的畅通。

五、支架靠紧底板下放，工作面伪倾角保持一致（30°），最大不得超过33°。

采煤落架人员要站在地沟内进行，在支架即将下落时，所有人员应立即撤离下落段，并避开有立人或绷子的地方。

六、要求支架天板边要高于底板边，与水平面有35~65°的角。

保持0.8~1.0m的地沟深度。

七、当支架放架不来时，必须停止继续放架，要根据现场实际情况，及时采取措

施放架。

待支架放下来后，才能继续作业，严禁只采煤，不落架。

八、工作面采煤只能顺向进行（即由下而上），严禁反向采煤，斜坡与支架

交岔处严禁刹喇叭口。

九、作业人员在作业前选择好作业站位，要求保证作业安全，退路畅通。

十、工作面所有溜煤斜坡、风眼和顺槽，必须每班派人检查加固，发现隐患及时

处理。

支架的钢绳、绳卡，螺帽等每班派人检查，发现问题及时进行紧固和处理。

十一、距剔大棚、放顶地点15m范围内不得进行采煤落架。

十二、工作面运材料时，材料必须用绳子拴好，采取控制性下放。

严禁放在溜槽上溜行。

十三、支架挂顶、坐底时，必须根据现场实际情况采用打反绷子或打立人、缩短

支架下落步距，调整支架坡度等方法进行处理。

待处理好后，才能正常回采。

十四、支架发生仓碴、翻天板时，必须先将支架打上立人（必要时绞上木垛），再扛天板破土。

扛料时人员应选好安全退路，必须将浮碴打扫干净，然后一仓一

仓扛好，最后根据现场情况采煤落支架。

处理时，人员要少而精，其余人员撤至安全地带。

十五、支架尾子过石门时，必须留设7m净高的煤柱，相应段运输巷道必须

加强支护。

十六、根据地质资料，该采区没有大的断层构造，煤层附存较稳定，如果在回采过程中，遇到小断层，可以采取回采硬过的办法，对整个支架回采不会造成大的

影响。

过断层时，做好支护和煤质管理。

如果需要打土放炮，根据现场实际，再编制专门的放炮措施。

十七、相关职能部门经常深入现场，发现问题及时汇报、处理。

十八、严格交接班制度，工长必须认真做好进班前派工，作业前检查和班后收检

工作，向调度室交班时，必须把本班安全生产情况交代清楚，把下一班注意的问题提出来，工长必须与工人同进同出。

十九、在K2工作面进、回风石门口附近的茅口大巷内，必须有直接通矿调度室的电话，但距回风口不得超过50m的距离。

第4章矿井机电运输

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

2JTB2×1-20

1

主轴装置探伤、各种安全保护调试

2006.4

合格

1985

+230m60°2m绞车

主提升

2

矿用提升绞车

2JTB2×1-20

1

主轴装置探伤、各种安全保护调试

2006.4

合格

1995

-10m35°2m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-3/20

1

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

2JTB2.5×1.5-20

1

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-2×1.25-20

1

主轴装置探伤、各种安全保护调试

2005.8

合格

2005

-10~-220m串车井

锦州矿山机械厂

副

提

升

提升系统能力为：

35º箕斗斜井提升能力59万吨/年；60º箕斗斜井提升能力51.5万吨/年；30º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。

4.1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600m3/h，最大涌量为1510m3/h。

-10m水平共安装有水泵10台，其中中央水泵房安装有D280-43×7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-43×7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910m3。

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910m3。

同年水泵技术测定每台水泵平均小时排水量为260m3/h；该水平水仓两个，一个容量为4500m3；一个容量为800m3；2005年矿井产量为40万t/a。

-115m水平中央水泵房安装有D280-43×4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Ø325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910m3；实际测得正常涌量为420m3，最大涌水量为910m3。

同年水泵技术测定每台水泵平均小时排水量为250m3/h;该水平水仓容量为3916m3；2005年矿井产量为40万t/a。

2006年核定矿井排水系统能力为51.6万吨/年。

4.2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