安全工程專業實習報告
目錄
第一章前言 ……………………………………………………………………………………5
第二章礦井基本概況………………………………………………………………………….6
2.1地理位置………………………………………………………………………..6
2.2地形地貌………………………………………………………………………….6
2.3主要河流………………………………………………………………………….7
2.4氣象及地震……………………………………………………………………….7
2.5、井田地質特征………………………………………………………………..7
2.5.1礦井地層………………………………………………………………..7
2.5.2地質構造、構造類型…………………………………………………10
2.5.3水文地質條件………………………………………………………….12
第三章開采技術條件……………………………………………………………………..13
3.1瓦斯……………………………………………………………………………….13
3.2煤塵………………………………………………………………………………13
3.3煤的自燃……………………………………………………………………….14
3.4地溫………………………………………………………………………………14
第四章礦井開拓開采及工藝………………………………………………………………..14
4.1開拓方式…………………………………………………………………………14
4.2開采方法………………………………………………………………………..17
4.2.1工作麵回采工藝…………………………………………………………..17
4.3支護方式…………………………………………………………………………19
4.3.1采麵支護設計………………………………………………………………19
4.3.2端頭支護…………………………………………………………………….19
4.3.3超前支護…………………………………………………………………….19
4.3.4采空區處理及控頂距的確定………………………………………….20
4.4工作麵機械設備選擇……………………………………………………….23
4.4.1 采煤機選型……………………………………………………………23
4.4.2 運輸機選型……………………………………………………………24
4.4.3 轉載機及其供電設備選型計算方法…………………………24
4.5掘進工作麵生產組織……………………………………………………….24
4.5.1區段平巷掘進工作麵巷道斷麵…………………………………24
4.5.2主要掘進機械設備配套……………………………………………25
4.5.3掘進工作麵工藝組織方式……………………………………….25
第五章礦井主要生產係統…………………………………………………………………….27
5.1礦井提升…………………………………………………………………………27
5.2礦井運輸…………………………………………………………………………28
5.2.1運輸係統……………………………………………………………….28
5.2.2軌道運輸……………………………………………………………….30
5.2.3通風係統………………………………………………………………30
5.2.4礦井排水……………………………………………………………….33
5.2.5礦井供電……………………………………………………………….33
5.2.6瓦斯抽放……………………………………………………………….34
5.2.7礦井防塵……………………………………………………………….34
5.2.8礦井防滅火……………………………………………………………34
5.2.9井上下、礦內外調度通訊情況……………………………………35
5.2.10礦井監測、監控係統………………………………………………35
5.2.11地麵生產係統……………………………………………………….36
第六章安全技術管理措施…………………………………………………………………….36
6.1采煤工作麵安全技術管理的有關規定………………………………36
6.1.1 綜采工作麵初采初放安全技術措施…………………………36
6.1.2 末采措施……………………………………………………………37
6.1.3防水安全措施………………………………………………………37
6.1.4 防火安全措施…………………………………………………….39
6.1.5防塵安全措施………………………………………………………39
6.1.6 防頂板02manbetx.com
措施…………………………………………………39
6.1.7周期來壓時期頂板管理措施………………………………….40
第七章存在不足和建議………………………………………………………………….41
7.1 礦井通風…………………………………………………………………41
7.2 瓦斯抽采…………………………………………………………………41
7.3 突出防治…………………………………………………………………42
7.4防滅火………………………………………………………………………….42
7.5防塵方麵………………………………………………………………………42
7.6安全監控………………………………………………………………………42
7.7衝擊地壓………………………………………………………………………43
7.8管理製度……………………………………………………………………43
第八章結束語………………………………………………………………………………….43
致謝…………………………………………………………………………………………….46
附:參考文獻……………………………………………………………………………………47
前言
首先，做為安全工程係即將畢業的學生,學校安排了本次為期一個月的認識性實習，要求學生對礦井有基本的整體認識和了解。在學院指導教師程磊等的指導下，此次實習是一次成功的順利的實習，通過實習，既充分鞏固了大學前期三年來的專業知識，又對專業科目學習有了新的理解，這次專業認識實習必將有助於增強同學們的職業意識，並激發同學們在今後兩年的學習中根據實習的經驗識時務的調整自己的學習方向和知識結構，以更好的適應社會在礦山開采領域，尤其是煤炭發展方向的人才以滿足集團公司需求。
其次，通過大學前兩年的學習，我們已經了解了“煤礦開采學”，“礦井通風學”、“地質學”、“礦山測量”專業基礎知課，在這次認識性實習中，正是對這些課程的鞏固和提高，是理論聯係實際的過程，是對礦井開采的進一步的了解和認識。通過這次的實習，了解了掘進和回采工藝方法及勞動組織管理，初步了解了生產的組織管理和技術管理工作。並且，這次認識性實習為馬上進行的畢業設計打下了良好堅實的基礎。為今後工作起到的很大幫助。
最後，特別感謝我們HNLGDX安全工程係的程磊張攀兩位老師，感謝PMY的領導為我們提供的實習基地，同時也要對帶領我們實習的幾位工人師傅致以深深的感謝！
實習時間：實習從09年2月16日開始至3月09日結束，共計27日，實習地點：PMY。
安全工程PMY
2009年3月09日
第二章 礦井基本概況：
2.1地理位置
PMY位於平頂山煤田中部，市中心以北3km，東以26勘探線為界與十礦相鄰，西以36勘探線為界與四礦、六礦相鄰，丁組煤層南起老窯采空區下界（+45～+110m之間），北至-600米等高線；戊組煤層南起露頭北至-650米等高線；(己組煤層南起-240米北至-800米等高線；庚組煤層南起-250米北至-800米等高線)。東西走向長5公裏，南北傾斜寬5.86公裏，最大麵積29.3平方公裏。礦井南鄰二礦，北部為人為邊界。
PMY是新中國成立後我國自行設計興建的第一座大型煤礦。礦井由武漢設計院設計，設計能力150萬噸/a，1957年12月動工興建，1959年12月25日簡易投產，1971年達到礦井設計生產能力。鑒於國民經濟的飛速發展，1974年經原煤炭部批準，在二水平延深時礦井進行一期擴建，淨增生產能力90萬噸/a，擴建後的設計能力達240萬噸/ a。一期擴建於1984年8月完成，隨後，在一期擴建完成的基礎上，緊接著進行二期擴建，淨增生產能力160萬噸/ a，使礦井設計生產能力達到400萬噸/ a。1993年至1996年產量連續四年年產達到400萬噸，且1996年創出了410.6萬噸的最好水平，近三年實際生產水平仍保持在350～400萬噸之間。
礦區交通十分方便，鐵路方麵：PMY至平頂山站9公裏，通過礦區專用鐵路可直達漯寶鐵路。漯寶鐵路連接京廣、焦柳兩大鐵路幹線。平頂山站至京廣鐵路70公裏，至焦柳鐵路28公裏；公路方麵：以平頂山市為交通樞紐，有柏油公路與周圍各縣市相溝通。
2.2、地形地貌
PMY位於平頂山礦區中部，平頂山、落鳧山位於井田中部，二山南陡北緩，基本呈單麵山形，走向近東西，地勢北高南低，形成本井田範圍內的分水嶺。南北兩側衝溝發育，多為季節性衝溝。主、付井口位於落鳧山南麓，主井口標高為+150.0米。平頂山海拔+411.13米，落鳧山海拔+492.70 米。井田內山間衝溝發育。
2.3、主要河流
井田內沒有大的河流，隻有季節性小溪衝溝，南側衝溝彙集入湛河，北側衝溝彙集入竹園水庫（目前為平頂山電廠排灰場），在井田西北角有姚孟電廠排灰場。
2.4、氣象及地震
本區屬大陸性半幹燥濕度不足帶。根據平頂山曆年的氣象資料，年平均降雨量為742.73mm，年最大降雨量為1323.6mm（1964年），年最小降雨量為373.9mm（1966年）；年平均氣溫為150，最高氣溫42.30，最低氣溫-150。本區地震基本烈度為Ⅵ度。
2.5、井田地質特征
2.5.1、礦井地層
井田內地層出露較差，根據鑽孔工程揭露的地層從老到新有寒武係崮山組，上石炭統太原組，二疊係山西組、石盒子組、石千峰組，三疊係劉家溝組和第四係黃土及坡、殘積物。
本井田含煤地層為石炭係太原組、二疊係山西組和上、下石盒子組。自上而下劃分為甲、乙、丙、丁、戊、己、庚等七個煤組。含煤地層總厚780米，含煤七組43層（有編號的煤層23層），其中甲、乙煤組無可采煤層。煤層總厚約26米。含煤係數為3.3%，可采煤層5組10層，總厚約15米，可采含煤係數為1.92%。煤層間距基本穩定。
PMY井田含煤地層為石碳係太原組，二迭山西組和上下石盒子組。煤係平均總厚780m，含煤7組43層，煤層總厚26m，含煤係數3.3%左右。煤層自上而下分別為甲已丙丁戊己庚組。上石盒子組煤層均屬沉積不穩定的薄煤及煤線，無經濟價值：具有經濟價值的可采煤層為下石盒子組、山西組及太原組，可采煤層5組10層分別為丙3、丁5、丁6、戊8、戊9、戊10、己15、己16、己17、庚20、可采煤層總厚度約15m，各主要可采煤層和標誌層之間的層間距較穩定。
目前，PMY主采丁組、戊組煤層，分別為：丁6、戊8、戊9、戊10，煤層煤種為氣煤、1/3焦煤、肥煤，一般作為動力用煤。其中丁6煤層煤厚1.09～3.64米，平均煤厚2.01米，該煤層結構簡單，含夾矸0～2層，厚0～0.45米；戊組煤層最為發育，厚度大，為主要可采煤層，但結構複雜，分叉合並現象普遍。分層區域：戊8煤層煤厚0.25～3.81米，平均煤厚1.93米，屬較穩定煤層；戊9煤層煤厚0.35～2.88米，平均煤厚1.07米，屬較穩定煤層；戊10煤層煤厚0.85～4.15米，平均煤厚2.42米，為較穩定煤層。合層區域：戊8、戊9、戊10合層區煤厚3.99～8.90米，平均6.5米，含夾矸3～7層，煤層層位和厚度穩定，為穩定煤層。戊9、戊10合層區（戊9-10）煤厚1.99～7.34米，平均4.34米（含夾矸3～5層），為較穩定煤層。在PMY井田範圍內，地層走向為北550～750西，傾向北東，地層為單斜構造，傾角3～120，局部最大為250。煤層頂底板岩性由砂岩、粉砂岩、砂質泥岩及泥岩互層組合。煤層直接頂大多數為砂質泥岩或泥岩，老頂一般為砂岩，少數有偽頂，偽頂岩性為炭質泥岩，各煤層均以砂質泥岩為直接底板。
2.5.1.1、丙3煤層
位於下石盒子組丙煤段中部，上距田家溝砂岩（B12.）47米，煤厚0.20-1.75米，平均煤厚0.90米。煤層結構簡單，局部含夾矸厚0.05-0.55米，屬不穩定煤層。在26-29勘探線間大麵積不可采，33-36勘探線間-350米以線為不可采區。
2.5.1.2、丁5煤層
位於下石盒子組丁煤段中上部、上距丙3煤層84米。該煤層一水平已全部采動，二、三水平部分可采。煤厚0.55-1.85米，平均煤厚1.00米，屬較穩定煤層。在29勘探線-500米以深、30-32勘探線-400米以深出現大麵積不可采區，二水平中部及35勘探線-300米左右各有一不可采區。煤層結構簡單，偶見一層夾矸0.1-0.55米厚。
2.5.1.3、丁6煤層
為本井田主要可采煤層之一，位於下石河子組丁煤段中部，上距丁5煤層十米左右，沉積穩定，發育良好。該煤層一水平已全部采完，二、三水平煤厚1.09-3.64米，平均煤厚2.01米，屬全區可采穩定煤層。該煤層結構簡單，含夾矸0-2層，厚0-0.45米。
2.5.1.4、戊煤組
位於下石河子組戊煤段中上部。本井田戊組煤層最為發育，厚度大，為主要可采煤層，但結構複雜，分叉合並現象普遍，其變化情況按其範圍可分為以下幾種類型（夾矸厚度0.7米為分合層線）：
戊8、戊9、、戊10均為獨立煤層（戊11獨立分層，不可采），分布在26-30勘探線之間-250米以下，30-34勘探線間-350米以下及34-36勘探線-50米以下。
戊8煤層：上距丁6煤層80米，煤厚0.25-3.81米，平均煤厚1.93米。屬較穩定煤層。煤層結構簡單，僅在26-29線間-300米以深含1-2層夾矸（厚0.05-0.41米）。
戊9煤層：上距戊8煤層0.7-18.5米，煤厚0.35 -2.88米，平均煤厚1.07米，屬較穩定煤層。煤層結構簡單，僅在27-29勘探線-550米以深存在一不可區。
戊10煤層：上距戊9煤層0.7-16.0米，煤厚0.85-4.15米，平均煤厚2.42米，為較穩定煤層。含夾矸1-4層，常見1-2層夾矸厚0.01-0.54米。井田內全部可采。
戊8、戊9、戊10合層區（戊8-10）：在26-34勘探線，從風化帶至-250米之間，煤厚3.99-8.90米，平均6.5米，含夾矸3-7層，煤層層位和厚度穩定，沉積連續性好，全部可采，變異係數17%，為穩定煤層。
戊9、戊10 合層區（戊9-10）：分布在30-34勘探線-250-350米之間，煤厚1.99-7.34米，平均4.34米（含夾矸3-5層）。全部可采，變異係數40%，為較穩定煤層。
2.5.1.5、己15煤層
位 於山西組己煤段上部，上距戊10煤層157米左右。煤厚0.18-4.84米，平均煤厚1.40米，屬不穩定煤層。含夾矸1-2層。在28-32勘探線間-250--500米，31-36勘探線間-500米以深出現兩個不可采區，不可采麵積約占總麵積的3/5。
2.5.1.6、己16煤層
位於山西組己煤段中部，上距己15.煤層1.9-10.0米，煤厚0.27-4.84米，平均煤厚1.26米，屬不穩定煤層。井田中深部大部分不可采，不可采麵積約占總麵積的1/3強。
2.5.1.7、己17煤層
位於山西組己煤段下部，上距己16煤層0.60-9.0米。煤厚0.29-2.19米，平均煤厚1.28米，屬較穩定煤層。在27-33勘探線間-240米以深有一個無煤區和不可采區，不可采麵積約占總麵積的1/3左右。煤層結構較簡單，偶見一層夾矸，厚0.05-0.28米。
2.5.1.8、庚20煤層
位於太原組下部，石炭岩段中上部，上距己17煤層56米。煤厚0.40-2.64米，平均煤厚1.63米。屬較穩定煤層。僅在26-28勘探線-250米以淺有一不可采區，31-13孔有一不可采點，麵積很小。該煤層結構簡單，一般無夾矸。
目前，PMY主采丁組、戊組煤層，分別為：丁6、戊8、戊9、戊10，煤層煤種為氣煤、1/3焦煤、肥煤，一般作為動力用煤。
2.5.2、地質構造、構造類型
本井田位於主體構造李口向斜西南翼中段。基本構造為一走向北55-75°西，向北北東傾斜的平緩單斜構造。地層傾角5°-22°，一般6°-8°，井田內26-29勘探線深部最大傾角22°。
井田內構造簡單，褶皺一般不發育。煤層沿走向雖有小的起伏，但大斷層稀少，僅在井田中、深部發現落差在20-40米的正、逆斷層五條，並伴有次一級寬緩向斜和背斜，井田內小斷層較發育。另外，根據煤科院西安分院對三水平丁戊二三維地震勘探資料，發現大於5米的正、逆斷層15條，但目前沒有一條驗證，有待以後進行實際驗證。
2.5.2.1、褶皺
（1）、郭莊背斜：
背斜軸位於尹充村野豬嶺一線，走向北60°西，向北西傾伏，東北翼傾角8°-15°，西南翼傾角6°-11°傾伏端在28勘探線東側嶽家小窯附近出露較明顯，向東南沿至十礦，區內延展長度800米。26-8孔、26-6孔、和27-16孔有控製。
（2）、牛莊向斜
向斜軸部位於丁家村及老溝村一線。軸向與郭莊背斜大致平行。呈北西向展布。由十礦進入本井田，傾伏於老溝附近。區內延展長度600米。地表全被黃土掩蓋，從26、27勘探線剖麵圖看，26-12孔、27-15孔、27-9孔，井下戊8-10—21171采麵、戊8-10—21151采麵、戊8-10—21191采麵、戊8—21210采麵均有控製。
2.5.2.2、斷層
（1）、牛莊逆斷層（F1）
走向北35°-45°西，傾向北東，傾角40°，落差9-25米，井田內延展長度1500米，西北端消失在28勘探線西側附近，東南端延伸至十礦井田內。該斷層鑽孔控製嚴密，26-12孔、27-9孔28-13孔均有控製。本井田丁、戊三東大巷、車場、丁戊三軌道、皮帶上山及十礦井田巷道內均有揭露。
（2）、竹園逆斷層（F2）
走向北35°西，傾向北東，傾角40°，落差13-20米。30-14孔，丁6—21150采麵和丁一下山、戊一下山均有揭露。戊組煤層落差比丁組煤層大。井田內延展長度1000米。
（3）、張家逆斷層（F3）
位於張家和竹園一線。走向北35°西，傾向北東，傾角38°，落差16-50米。北西端延出井田外，東南端消失於30勘探線以西30/-19孔附近。地表全被第四係掩蓋，32-22孔、丁6-31060機、風直接控製。井田內延展長度1870米，但該斷層沿走向和傾向控製程度較差，隻有在以後采掘過程中加以解決。
（4）、龍池正斷層（F4）
位於36勘探線龍池村附近。走向北60°東。傾向北西，傾角45°，落差20-32米，由36—22孔及丁6—22160采麵控製，西南端入四礦井田，本井田內延展長度450米。
（5）、王家寨正斷層（F5）
位於王家寨村西北，走向北55°西，傾向北東，傾角42°-80°，落差２５～３０米，井田內延展長度約５００米，無工程點和巷道點控製。由地質點１９３５及３４６點見到，地表破碎帶３～３.５米。
據井田內丁、戊煤已開采的采區揭露情況看，本井田內小斷層較發育，在這些斷層中，以高角度小斷層的正斷層為主，逆斷層較少。斷層密度３.２條/萬平方米。走向多為北東向和北西向。從小斷層的分布情況看，由西向東發育程度減弱，由淺入深斷層密度有減小的趨勢，但斷層落差有變大的趨勢。從小斷層的延展長度可以看出：走向斷層落差越大，延展長度也較大，但條數少。斜交斷層落差變動幅度較大，延展長度１００～７００米，一般２００～３００米。
2.5.3、水文地質條件
PMY井田內水文地質條件比較簡單，充水因素主要是頂板砂岩及老空積水。主要含水層有：寒武係灰岩岩溶裂隙含水層；太原群岩溶裂隙含水層；己組煤層頂板砂岩含水層；戊組煤層頂板砂岩含水層；丁組煤層頂板砂岩含水層；平頂山砂岩裂隙含水層及第四係含水層。其中，對PMY有影響的主要是丁組、戊組煤層頂板砂岩含水層。平頂山砂岩裂隙含水層及第四係含水層為下伏含水層的主要補給水源。
曆年礦井湧水量情況：
礦井開采初期（83年以前），為一水平生產，礦井主要充水水源為二疊係砂岩含水層水，對礦井生產無大影響，礦井正常湧水量穩定在70m3/h左右。
礦井開采中期（83年～95年），為一、二水平同時生產，礦井主要充水水源為石炭係太原組灰岩水和二疊係砂岩含水層水，礦井正常湧水量穩定在250m3/h左右。
九五年以後三水平投入生產，礦井主要充水水源為石炭係太原組灰岩水和二疊係砂岩含水層水，一水平開采已到後期，水量減至14m3/h，礦井水主要來自二水平和三水平。
2006年，PMY礦井實際湧水量平均801.59 m3/h，最大湧水量為1354 m3/h，最小湧水量441.2 m3/h。
第三章 開采技術條件
3.1、瓦斯
據曆年PMY瓦斯鑒定結果表明，相對瓦斯湧出量均小於10m3/t，屬低沼礦井。但隨著開采深度的增大，瓦斯湧出量也隨之增大，戊煤組工作麵絕對瓦斯湧出量自71年後逐漸增長的特點，相對瓦斯湧出量自78年以來有逐漸增大的趨勢。二、三水平深部掘進和回采工作麵時有瓦斯超限現象發生。丁、戊煤組、己17煤層瓦斯試驗成果表明，瓦斯含量與煤層埋藏深度基本成正比，如戊煤組煤層埋深<600米時，CH4含量最大的為6.56ml/g，而埋深>700m時，CH4 含量平均在15.0ml/g以上，最大可達27.20ml/g。同時表明瓦斯含量與煤層厚度亦成正比，丁6煤層（中厚煤層）瓦斯含量在0.259-4.6972 ml/g之間，平均1.776ml/g，己17煤層（薄-中厚煤層）瓦斯含量在0.86-27.227 ml/g之間，平均7.85ml/g。
2004年瓦斯鑒定結果：礦井絕對瓦斯湧出量為38.48m3/min，相對瓦斯湧出量為5.55m3/t；我礦屬於低瓦斯礦井，但2002年5月2日在二水平丁二采區丁6-22160風巷掘進過程中，在距龍池斷層以西385m處時曾發生過一次瓦斯動力現象。目前，經過煤科院撫順分院鑒定，認定我礦為煤與瓦斯突出礦井。
3.2、煤塵
本井田各可采煤層煤塵都具有較強烈的爆炸性，我礦丁組煤層煤塵爆炸指數為35.77~36.27%，戊組煤層煤塵爆炸指數為36.49~44.14%，屬有煤塵爆炸危險礦井。各開采煤層的自然發火期和煤塵爆炸指數見表3-1
表3-1 各煤層的自然發火期和煤塵爆炸指數
煤層
項目 丁6 戊8 戊9 戊10
自然發火期（月） 6~8 6~8
煤塵爆炸指數 35.77~36.27% 36.49~44.14%
3.3、煤的自燃
本井田可采煤層屬低-中變質程度煙煤，經測試，丁、戊、組煤層自燃發火期6—8個月，己組煤層自燃發火期6—8個月，均屬於易自燃煤層。
3.4、地溫
本井田恒溫帶溫度為17.2°C，深度為25米。地溫梯度平均值為3.02°C/百米，屬地溫異常區。丁6煤層一級高溫區-300¬～ -500米之間，二級高溫區在-500米以下，戊10煤層一級高溫區在-200¬～-500米區間內，二級高溫區在-500米以下，己組煤層在-400米以下屬二級高溫區，-800米以下達50°C以上。
第四章 礦井開拓方式、開采方法
4.1開拓方式
礦井分三個水平開采，采用聯合開拓方式：
一水平標高-25m，采用中央立井、主石門、分組大巷開拓；
二水平標高-240m，采用皮帶主斜井、軌道暗斜井、副立井、主石門、集中大巷開拓；
三水平標高-517m，采用主斜井、副立井、主石門、集中大巷開拓；
目前，礦井共有井筒10個。其中為一水平服務的井筒有3個，分別為：一水平主井、一水平副井、戊七斜井；為二水平服務的井筒有4個，分別為：二水平皮帶主斜井、二水平軌道暗斜井、北一進風井、北一回風井；為三水平服務的井筒有3個，分別為：三水平皮帶暗斜井、北二進風井、北二回風井。
2008年 計劃生產原煤380萬噸， 計劃開掘總進尺29000米。各采區目前的生產分布見附表７。
2008年計劃一季度的采掘變化情況：
新增加的開掘工作麵：戊8-23030風巷、戊8-23030機巷、三水平丁二部變電所、三水平丁二軌道下山（二期）、戊-F23170機巷。新增加的采煤工作麵：戊80-21152采麵、戊90-31020采麵、丁6-32040采麵。
結束的采煤工作麵：丁5-32060采麵、丁6-31090采麵、戊80-21192采麵。
4.2、開采方法
分水平利用分組大巷進行上、下山開采。采煤方法：綜采工作麵采用走向長壁全部陷落采煤方法，工作麵回采方向為後退式。炮采工作麵采用走向長壁放頂煤一次采全高采煤法，頂板管理為全部跨落法。
目前，礦井三個水平同時生產。一水平現有兩個采區（戊三、戊七采區生產能力50萬噸/年）進行殘采，主要進行邊角煤柱的回采，布置兩個炮采工作麵和三個炮掘工作麵；二水平戊一采區（生產能力120萬噸/年）采用雙翼開采，布置一個綜采工作麵；二水平戊二采區（生產能力60萬噸/年）采用單翼開采，布置一個綜采工作麵和一個備用工作麵；三水平丁一采區（生產能力60萬噸/年）采用雙翼開采，布置兩個綜采工作麵和兩個掘進工作麵；三水平戊一能力為100萬噸/年,現布置以個綜采工作麵和四個掘進工作麵;二水平戊三采區處於開拓準備階段,布置四個掘進工作麵，預計2008年6月首采麵投產。
工作麵回采工藝方式采區（生產能力100萬噸/年）采用雙翼開采，布置一個準備工作麵。三水平丁二設計生產
4.2.1工作麵回采工藝
為了進一步實現回采工作麵集中化，減少輔助人員和設備，大大減輕工人的繁重體力勞動，減少和避免冒頂02manbetx.com
，有利於安全生產，提高機械化水平，提高產量質量，勞動生產率，降低噸煤材料。本采區采用綜合機械化采煤工藝真正做到回采工作麵的割煤、運煤、支護及采空區處理等工序實現機械化作業。
工作麵主要設備
4.2.1.1、落煤：
由於本煤層賦存穩定，地質構造簡單、頂板完整、煤層平均厚度2.45m左右，確定本采區綜采工作麵破煤采用螺旋滾筒，以一定轉速n旋轉，同時以一定牽引速度v沿工作麵移動的過程，如果牽引速度為零，則截齒不切入煤體，則切削厚度為零，隨著牽引速度增大，截齒切入煤體濃度增加，切削厚度也隨之增加，它們的關係為：
h＝（V/mn）*10³ （4-1）
式中 h----切削厚度 mm
m----滾筒同一圓周上的截齒數
n----滾筒傳數 r/min
v----牽引速度 m/min
因此，牽引速度和滾筒轉速影響采煤機的破煤效果。該采區工作麵采煤機截割方式采用雙向采煤。采煤時，前滾筒割煤，後滾筒割底煤和裝煤。在距滾筒3－5m以外可進行推溜和移架，往返割兩刀，進刀方式為端部斜切進刀。
4.2.1.2、裝煤運煤：
綜采工作麵的裝煤是由螺旋滾筒前後的旋轉直接完成的。運煤由可彎曲刮板輸送機、轉載機、膠帶輸送機完成。綜合機械化采煤工作麵輸送機生產能力應與采煤機械(滾筒采煤機)的生產能力相適應。
Q運≥K1×K2×Q采 （4-2）
式中： Q采：采煤機的計算生產能力， t/h；
K1：運輸方向及傾角係數， K1取0.7；
K2：采煤機運行與輸送機運輸方向相同時的修正係數
K2＝V運/(V運-V采)
式中 V運：輸送機的鏈速 m/min
V采：采煤機的牽引速度 m/min取4m/min
按計算Q運選擇工作麵輸送機，選定的輸送機生產能力應比采煤機的計算生產能力大10～15%。
可伸縮膠帶輸送機的計算生產能力Q帶(t/h)
Q帶＝(1.5－3.0)×Q （4-3）
式中 Q＿＿工作麵平均生產能力 t/h
Q＝Q班/t
Q班＿＿工作麵班產 t
t＿＿每班割煤時間 t
(1.5－3.0)＿＿生產不均衡係數 取1.5
根據上述公式，才能合理地對運煤設備選型
Q運≥K1×K2×Q采
Q＝Q班/t
Q帶＝(1.5－3.0)×Q
4.3支護方式，
4.3.1、采麵支護設計
采麵用ZY/5000-18/38掩護式液壓支架，初撐力為3866KN，雙立柱，工作阻力為5000KN，支護強度0.76－0.86MPa，底板比壓1.87－2.2MPa,運輸尺寸6250×1430×1800mm，前梁長3.867m，支撐高度1800-3800mm，架間距1500mm，移架步距0.8m，泵站壓力31.5MPa。采麵支架布置呈兩條直線，機頭三架和機尾三架呈一條直線，其餘支架排成一條直線。
4.3.2、端頭支護
上端頭利用花邊梁配合單體支柱沿傾向架棚控製頂板。下端頭用工字鋼配合單體柱支護頂板，運輸機機頭上方用2根4.6m長的花邊工字鋼打抬棚，沿走向一梁三柱架設，隨采麵的推進，交替邁步前移，聯鎖長度不小於2.8m，運輸兩側必須都打有單體柱，保證起到抬棚的作用。上下端頭放頂線處均采用2排密支柱切頂，柱距、排距均為0.5m，若頂板破碎時，要架木垛進行支護，出口高度不低於1.8m，寬不少於0.7m。
4.3.3、超前支護
在機風兩巷為錨網支護域，采用補架鋼梁的加強支護方式，作為超前支護，2.8m或3.0m的鋼梁做力梁，單體支柱做腿，一梁兩柱，壓力大或頂板破碎時加中柱，為一梁三柱，超前支護長度20m範圍內棚距0.6m，20－50m內棚距1.2m，風巷超前支護長度為50m，機巷超前支護長度到錨固站處。
4.3.3、采空區處理及控頂距的確定
隨著工作麵不斷向前推進，頂板暴露麵積不斷增加，工作麵壓力也逐漸增加，為了安全生產，對暴露的頂板及時處理，采用了全部垮落法控製頂板。
4.3.3.1控頂距的確定依據：
L小＝d+e （4-4）
L大＝d+e+s （4-5）
式中： L大•L小——最大、小控頂距m
d____液壓支架頂梁長度m 取3.9m
e＿＿梁端距0.2－0.4m 取0.4m
s＿＿采煤機截深0.8m
所以： L大＝3.9+0.4+0.8＝5.1m
L小＝3.9+0.4＝4.3m
4.3.3.2單體支柱確定及選擇支護規格
選擇支柱時，首先是根據工作麵采高和預計頂板下沉量，結合工作麵技術裝備實際情況，選定支柱的類型。最大下沉量根據礦山壓力理論粗略計算頂板下沉量。
SL=η*m*L （4-6）
式中 SL----頂板下沉量，m；
η----下沉係數，0.25—0.05，取0.04；
m----采高，（2.1-2.8）m；
L----控頂距，m；
所以 SL=0.04*2.1*5.1=0.428米=428mm
確定規格 Hmax=Mmax-b=2.8-0.96=2.69m
Hmin=Mmin-SL-b-a=2.1-0.428-0.096-0.05=1.526m
查表選擇單體支柱型號為DZ2.8。
4.3.3.3.綜采選擇支架：
所選液壓支架應滿足下列要求：
1、具有合理的工作阻力和初撐力，支撐力的分布要適應圍岩的情況，即架型選擇合理，液壓係統簡單可靠；
2、能可靠支撐靠近煤避處無立柱空間的頂板，有較大的遮蓋率；
3、能采取合理的移架方式，能隨著采煤及時支護頂板；
4、具有與圍岩及垮落矸石相適應的擋矸或掩護機構，清矸量少，移步中不漏矸；
5、穩定性好，防滑、防倒、抗水平推力性能良好；
6、支架應能可調，當頂底板、煤厚、傾角變化時也能正常移動；
7、構件要有足夠強度，支架有足夠的 伸縮餘量，且便於搬運安裝；
8、要有足夠的通風斷麵，能適應高沼氣和薄煤層工作麵的需要；
首先要考慮工作麵的 地質條件包括：1）、頂板性質、2）、煤層厚度、3）、煤層傾角、4）、底板性質
驗算支護強度
1、頂板壓力估算：
據采麵煤岩綜合柱狀圖知：砂質泥岩累計厚度為10.4m，容重2.5t/m3粉砂岩。細岩、中細砂岩累計厚度為24m，容重2。8t/m3，加權平均求頂板岩體容重為：
R=10.4*2.5+24*2.8/（10.4+24） （4-7）
=2.76t/m3
2、頂板壓力估算：
根據鄰近采區的經驗，頂板壓力限8倍采高的岩石重量。
P=8MR （4-8）
=8*2.8*2.6
=58.24t/m3
=0.582 Mt/m3
式中： P：支架的支護強度；
M：采煤工作麵采高；
R：岩石容重；
Q=P*S （4-9）
=0.582*1.430*3.867
=3218KN
式中： Q：頂板壓力估算；
S：支架支護麵積，1430*3867mm2
3、底板壓力估算：
P′=(Q+G)/S （4-10）
=(3218+162)/1380*2654
=0.9Mpa
式中： P′：底板比壓；
G：支架自重，取162t；
S：支架底座麵積 ，1380*2654mm2
4、安全性能比較：
從以上計算可知：由於計算出來的支架支護頂板的強度、頂板壓力、底板比壓均小於擬用支架的設計參數，所以使用ZY5000—18/38掩護式液壓支架能夠滿足采麵支護要求。
采煤工作麵質量管理
工作麵支護方式質量管理製度和要求，
1、采麵支護
采麵支架布置呈兩條直線，機頭三架和機尾三架呈一條直線，其餘支架排成一條直線。
2、端頭支護
上端頭利用花邊梁配合單體支柱沿傾向架棚控製頂板。下端頭用工字鋼配合單體柱支護頂板，運輸機機頭上方用2根4.6m長的花邊工字鋼打抬棚，沿走向一梁三柱架設，隨采麵的推進，交替邁步前移，聯鎖長度不小於2.8m，運輸兩側必須都打有單體柱，保證起到抬棚的作用。上下端頭放頂線處均采用2排密支柱切頂，柱距、排距均為0.5m，若頂板破碎時，要架木垛進行支護，出口高度不低於1.8m，寬不少於0.7m。
3、超前支護
在機風兩巷為錨網支護域，采用補架鋼梁的加強支護方式，作為超前支護，2.8m或3.0m的鋼梁做力梁，單體支柱做腿，一梁兩柱，壓力大或頂板破碎時加中柱，為一梁三柱，超前支護長度20m範圍內棚距0.6m，20－50m內棚距1.2m，風巷超前支護長度為50m，機巷超前支護長度到錨固站處。
4.4工作麵機械設備選擇
工作麵采用回采設備選擇配套
4.4.1 采煤機選型
機械化采煤工作麵的生產能力主要取決於采煤機的落煤能力，采煤機裝煤能力計算公式為：
Q裝=（3.14/4）K（D1²-D2²）*n*L*γ*60 （4-11）
式中 Q裝---采煤機裝煤能力，t/h；
K----螺旋的裝滿係數，一般取0.3—0.4；
D1、D2---滾筒內外直徑，m
n---滾筒轉速，r/m¡n；
L---螺旋導程，m；
γ---碎煤容重，0.9-1.1t/m³；
要求Q裝>Q采。
采煤機的生產能力計算公式為：
Q采=60*Hm*B*Vc*γ， （4-12）
式中 C采---采煤機的生產能力，t/h；
Hm---采高，m；
B---截深，m；
Vc---牽引速度，3-5 m/m¡n；
γ---實體煤容重，1.2-1.4 t/m³；
4.4.2 運輸機選型
綜合機械化采煤工作麵輸送機生產能力應與采煤機械(滾筒采煤機)的生產能力相適應。
Q運≥K1×K2×Q采 （3-13）
式中： Q采：采煤機的計算生產能力， t/h；
K1：運輸方向及傾角係數， K1取0.7；
K2：采煤機運行與輸送機運輸方向相同時的修正係數
K2＝V運/(V運-V采) （3-14）
式中 V運：輸送機的鏈速 m/min
V采：采煤機的牽引速度 m/min取4m/min
按計算Q運選擇工作麵輸送機，選定的輸送機生產能力應比采煤機的計算生產能力大10～15%。
可伸縮膠帶輸送機的計算生產能力Q帶(t/h)
Q帶＝(1.5－3.0)×Q （4-15）
式中 Q＿＿工作麵平均生產能力 t/h
Q＝Q班/t
Q班＿＿工作麵班產 t
t＿＿每班割煤時間 t
(1.5－3.0)＿＿生產不均衡係數 取1.5
根據上述公式，才能合理地對運煤設備選型
Q運≥K1×K2×Q采
Q＝Q班/t
Q帶＝(1.5－3.0)×Q
4.4.3 轉載機及其供電設備選型計算方法與選擇設備主要指標。
4.4.4工作麵支護采用ZY5000-18/38掩護式液壓支架。
4.5掘進工作麵生產組織
4.5.1區段平巷掘進工作麵巷道斷麵，
掘進斷麵11.0m2；
巷道淨斷麵9.89m2
4.5.2主要掘進機械設備配套，
EBJ—120掘進機一台、液壓錨杆機一台、500KVA移動變電站一台、SP-650可縮膠帶運輸機5部、DN52-350饋電三台、QC83-80磁力啟動開關若幹台、簡易800皮帶一部、QC83-225真空開關若幹台、28KW風機兩台、煤電鑽兩台。
4.5.3掘進工作麵工藝組織方式，
施工方法 采用EBJ—120掘進機割煤（剛開工時采用煤電鑽打眼放炮，耙鬥機耙渣），後跟膠帶運輸機出碴。采用風動錨杆機或液壓錨杆機鑽眼進行錨杆錨索支護或架棚支護。
施工 工序 交接班驗收→整改隱患→開工準備→掘進機割煤出渣（剛開工時采用煤電鑽打眼放炮）→敲幫問頂→前探支護→運料→永久支護┅進入下一循環→交接班自檢驗收。
工作製度采用“三八”工作製，勤雜班負責生產物資供應，機電班負責各種機電設備檢修和維護，看風機工和皮帶司機均為專職人員，現場交接班。
表4-3勞動組織圖表
工種
人數
班次
直接工
輔助工 其中
跟班
工長 合計
運輸
司機 機電
工 看
風機
一班 8 7 5 1 1 1 16
二班 8 7 5 1 1 1 16
三班 8 7 5 1 1 1 16
檢修班 7 1 8
在冊合計 31 21 15 3 3 4 56
4.5.1.1 作業01manbetx
1、內容符合《煤礦安全01manbetx
》及上級有關規定；
2、施工時地質條件變化時有補充措施；
3、內容齊全，外觀整潔，圖文清晰，保存完好；
4、審批、貫徹手續完備，有貫徹、考核和簽名紀錄．
4.5.1.2 作業地點綜合防塵措施
1、采取濕式鑽眼；
2、定期衝洗巷幫，耙鬥機扒渣時采取灑水降塵措施；
3、爆破使用水泡泥、噴霧降塵，巷道內有兩道水幕，且水幕可霧化全斷麵；
4.5.1.3、粉塵濃度較大時，作業人員必須佩戴防塵口罩．
4.5.1.4巷道文明生產標準
1、巷道內無雜物，無淤泥，無積水（淤泥、積水長度不超過5米，深度不超過0.1米）；
2、浮煤（矸）不超過軌枕上平麵，水溝暢通；
3、材料、工具擺放整齊，掛牌管理；
4、管線吊掛整齊。
4.5.1.5 施工圖板
1、作業場所有施工斷麵圖、炮眼布置三視圖、爆破說明書和避災路線圖；
2、圖板圖文清晰、正確，保護完好；
3、圖板懸掛位置合理，便於施工人員觀看；
4、現場人員熟知三圖一表。
4.5.1.6掘進安全設施
1、上下山掘進安全設施齊全有效，安全間隔距離符合《煤礦安全01manbetx
》規定；
2、掘進工作麵必須按照防突措施要求嚴格落實；
3、工作麵應按規定設置隔爆設施；
4、采用錨杆支護的巷道必須對頂板離層進行監測，測點布置符合作業01manbetx
規定，並有記錄牌板顯示。
第五章，礦井主要生產係統
5.1、礦井提升
主提升係統有主立井和主斜井係統，其中主立井提升機於04年7月由前蘇製2×4×1.7絞車改造為洛陽中信重機公司的2JK4×1.7雙滾筒提升機，配套電機容量為2×630KW，提升容器為8噸型箕鬥，提升高度218.9米，主要擔負戊七采區、戊三采區、二水平戊一采區東翼、三水平戊一采區的運輸提升任務(主立井提升能力為192萬噸/年)；主斜井係統為兩台GDS-100型鋼絲繩牽引膠帶輸送機，每台輸送機配套電機容量為2×400KW，運輸距離為1490米，兼作輸送人員，主要擔負二水平戊一采區西翼、戊二采區、三水平丁一采區的運輸提升任務(主斜井年生產能力為173×2=346萬噸)。
輔助提升係統有院內副井、北一和北二副井提升係統，主要擔負下放物料、提升矸石、升降人員的任務。院內副井提升係統：提升機為捷克生產的2×4×1.2型絞車，配套電機容量為470KW，提升容器為單繩單車三噸罐籠，提升高度177米。北一副井提升係統：提升機為JKMD—2.8×4型絞車，配套電機容量為2×630KW，提升容器為多繩單車三噸罐籠，提升高度513米。北二副井提升係統：提升機為JKMD—3.5×4（I）E型摩擦提升機，配套電機容量為1000KW，提升容器為多繩單車雙層三噸罐籠，提升高度703米(院內絞車、北一絞車、北二絞車年生產能力分別為384萬噸、278萬噸、184萬噸)。
5.2、礦井運輸
井下主運輸係統由膠帶運輸和軌道運輸係統組成。
膠帶運輸：戊一係統有戊一1-5部1.2米皮帶和六部STJ1200×3×250S型鋼絲繩芯引膠帶輸送機（運行速度2.0 m/s），服務於一水平及二水平戊一采區西翼；戊七係統有戊七一部STJ1200×4×280S型鋼絲繩芯引膠帶輸送機、戊七二部STJ1200×3×280S型鋼絲繩芯引膠帶輸送機（運行速度2.5 m/s），服務於三水平和二水平戊一采區東翼(戊七皮帶係統、戊一皮帶係統年運輸能力380萬噸、303萬噸)。
采區主要生產係統
5.2.1運輸係統
主要運輸設備有：工作麵膠帶輸送機，多點驅動皮帶
皮帶型號:SSM/10分別為00—2×132+132
主滾筒:Φ800mm 卸載滾筒:Φ600mm
導向滾筒:Φ400mm
電動機型號:YB315—4 功率:132KW(南陽)
電流:235.2A 轉速:1480r/min
電壓:380/660V 接法: /Y
減速機型號:DCY400—圓錐圓柱齒輪減速機
輸入軸數:1500r/min 傳動比:1∶25
輸入功率:450KW 油量:125kg
各減速機型號：主滾筒： DCY400—IIN
副滾筒： DCY400—IS
子機： DCY400—IIS
戊二皮帶下山膠帶輸送機：戊二高強皮帶機：皮帶型號ST—3150×1000(9+8+9)
電機型號:YB335M2—4 功率:250KW(河南南陽防爆)
減速機型號:DCY—500 傳動比:1∶40 轉速:1500r/min
輸入功率:690KW 質量:4300kg
主滾筒:Φ1400mm 卸載滾筒:Φ1400mm
聯軸節:YOX—600 規格:Φ90—Φ90
閘電機: 型號:YBOZ 302
功率:250KW 電壓:660V
轉速:3000r/min 電流:0.3A
給煤機型號：K—4
重量：2737kg 軸鍵：12mm
減速機型號：JZQ 500
減速比：1∶15.75
電動機型號:YB200L1—6 電壓:660V
功率:17KW 電流:22.8A
小底規格:410×300 (mm)
高強減速機各台型號:輸入功率:550KW
①號機:DCY500—40—IVS
②號機:DCY500—40—IIIN
③號機:DCY500—40—IVN
5.2.2軌道運輸：
二水平大巷原采用架線式電機車運輸方式，2005年經瓦斯升級改造，全部更換為防爆特殊型礦用蓄電池電機車，有25台XK12—9/192--2KBT型蓄電池電機車運行，承擔二水平戊二采區、三水平丁一采區的主運輸任務，同時輸送物料和運送人員，其中9台用於主運輸。三水平大巷有4台XK12—9/192型畜電池電機車，輸送物料和煤炭以及運送人員，軌道長度2906米，道岔23副。
礦井斜巷運輸共有十二條主要軌道：戊七斜井軌道、暗斜井軌道、戊七岩石軌道絞車、戊七沿煤軌道、戊一上山軌道絞車、戊一下山軌道、戊二軌道、-240軌道、-360軌道、三水平丁一軌道、三水平戊一軌道、三水平丁二軌道，其中-360軌道兼作輸送人員(軌道運輸年運輸能力為149萬噸)。
5.2.3、通風係統
PMY具有完整獨立的通風係統，目前有三組主要通風機做聯合抽出式運轉，礦井通風方式為多進風井、多回風井混合式通風，通風方法為抽出式；礦井實行分區通風。
進風井有一水平主井、副井；二水平主斜井、北一進風井和北二進風井5個井筒；回風井有戊七斜井、北一回風井、北二回風井3個井筒。全礦井總進風量26695m3/min，總排風量26735m3/min，有效風量24151 m3/min，有效風量率88%；礦井漏風率為2.6%，礦井等積孔9.8m2。(戊七回風井、北一回風井、北二回風井。核定通風能力分別為：58萬t/a、204萬t/a、246萬t/a,核定通風能力為508萬t/a）
PMY現有三組主要通風機聯合運轉（戊七、北一、北二），礦井的通風方式為多進風井、多回風井混合式通風，通風方法為抽出式通風。
5.2.3.1進、回風井筒數量及風量。
礦井共有五個進風井（一水平主井、付井、二水平主斜井、北一進風井、北二進風井），三個回風井（戊七斜井、北一回風井、北二回風井），風量如下：
表5-1主要進風井風量 單位:立方米／分鍾
進風井 一水平 二水平 三水平 合計
風量 副井 主井 主斜井 北一進風井 北二進風井 29204
2964 1000 2080 9725 12900
表5-1主要回風井風量 單位: 立方米／分鍾
回風井 戊七斜井 北一回風井 北二回風井 合計
風量 5387 10635 10846 26868
表5-3 礦井各組主要通風機運轉情況
風井
名稱
風機型號 電機功率Kw 工作
方法 負壓
Kpa 工作風量
m3/min 風葉
角度 擔負供
風地點
戊七 GAF21.1-11.2 500 抽出 2.0 5538 北10º 戊三、戊七
北一 K4-73-01No32 1250 抽出 3.1 12175 東5米 二水平戊一、戊二、戊三
北二 GAF28-14-1 1250 抽出 2.8 12177 東-2º 三水平丁一、丁二、戊一
5.2.3.2礦井需要風量、實際風量、有效風量。
全礦主要通風機總工作風量為30226m3/min，總進風量為29204m3/min，總排風量為29249m3/min，礦井實際需風量22110m3/min，有效風量26616 m3/min，有效風量率為88 min
5.2.3.3礦井瓦斯等級，瓦斯和二氧化碳的絕對、相對湧出量。
2007年度礦井瓦斯等級鑒定結果為：礦井瓦斯相對湧出量6.05立方米／噸，二氧化碳相對湧出量為4.99立方米／噸，全礦井瓦斯絕對湧出量為43.71立方米/分鍾，二氧化碳絕對湧出量為36.02立方米/分鍾，確定我礦為高瓦斯礦井。但是根據煤科總院撫順分院關於PMY煤與瓦斯突出鑒定報告結果：PMY丁6煤層為煤與瓦斯突出煤層，礦井為煤與瓦斯突出礦井，故PMY2007年礦井瓦斯鑒定為煤與瓦斯突出礦井。
5.2.3.4主要通風設備及運行參數，風量，風壓，通風阻力，等積孔。
表5-4 礦井各組主要通風機運轉情況
風井
名稱 風機型號 電機功率Kw 主扇負壓
KPa 工作風量
m3/min 等積孔
戊七 GAF21.1-11.2 500 2.0 5126 2.0
北一 K4-73-01No32 1250 3.0 12250 4.2
北二 GAF28-14-1 1250 2.8 12850 4.5
5.2.3.5分區通風情況。
礦井三組主要通風機聯合抽出式運轉，礦井為分區通風。其中戊七主要通風機擔負一水平戊七、戊三采區通風任務，北一主要通風機擔負二水平戊一、戊三、戊二采區通風任務，北二主要通風機擔負三水平戊一、丁一、丁二采區通風任務。PMY有完整的通風係統，實行分區通風，通風係統中無不符合《煤礦安全規程》的串聯通風、擴散通風、采空區通風。礦井通風能力滿足生產要求，采掘工作麵和峒室的供風執行集團公司統一標準。礦井的有效風量率為88%，礦井巷道失修率為4.62%，嚴重失修率為1.76％，礦井主要通風機的反風設施齊全，並按《煤礦安全規程》規定進行定期檢查，每年進行一次反風演習，反風效果符合《煤礦01manbetx
》要求。礦井主要通風機外部漏風每月測定一次，北一、北二主要通風機外部漏風率低於9％，戊七主要通風機的外部漏風率低於8％。礦井有完整獨立的通風、防塵、防滅火及安全監控係統，通風係統合理，通風設施齊全可靠；礦井采用機械式通風，運轉風機和備有風機具備有同等能力，並且經具備資質的檢測機構測試合格，三組主要通風機係統安全、可靠，不存在不符合規定的串聯通風、擴散通風、采空區通風，通風網絡安全可靠；安全檢測儀器、儀表齊全可靠；局部通風機的安裝和使用規定符合規定；礦井瓦斯管理符合有關規程規定，具備《煤礦生產能力核定標準》規定的六個必備條件。PMY2008年度通風係統生產能力核定結果460萬t/a符合實際，實事求是，反映了當前礦井通風現狀。
5.2.4礦井排水
礦井現有三個主排水係統：一水平係統設計正常湧水量100 /h，設計最大湧水量150 /h，水倉容量2500 m3，安裝200Ｄ-43×7型水泵三台，φ299mm排水管兩趟，單台額定流量288 /h，排水高度177米。二水平係統設計正常湧水量500 /h，設計最大湧水量900 /h，水倉容量4100m3，安裝MD280-65×8型水泵四台， 200D-65×10型水泵兩台，φ325mm排水管路兩趟，φ219mm排水管路一趟，單台額定流量280 /h，排水高度分別為390米和513米。三水平係統設計正常湧水量170 /h，設計最大湧水量290 /h，水倉容量2780m3，安裝ＰＪ-150×12型水泵三台，φ273mm排水管路兩趟，單台額定流量300 /h，排水高度710米。
5.2.5、礦井供電
PMY共有三個35KV /6KV 地麵變電站供電(礦井供電能力492萬t/a)。
院內變電站：裝備兩台15000KVA主變，采用分列運行，服務地麵工廣及井下一、二水平。
尚莊變電站：裝備兩台6300KVA主變，采用分列運行，服務北一工廣及井下二、三水平。
竹園變電站：裝備10000KVA、8000 KVA主變兩台，采用分列運行，服務北二工廣及井下三水平。
井下共安裝有27個變電所，其中一水平6個，二水平13個，三水平8個。
地麵生產變電所5個：院內降壓站低壓變電所、洗煤廠變電所、鍋爐房變電所、矸石山變電所及戊七變電所。
5.2.6、瓦斯抽放
目前PMY共有二水平戊一、戊二和三水平丁一、三水平戊一及丁-31080采麵等共五套瓦斯抽放係統，實現了瓦斯大的區域全部建立了瓦斯抽放係統，使用2BE1253-0、YD-4、SK-27、YWB-40、CBW1204-1BD4和2BEC42型瓦斯抽放泵進行抽放。自2001年以來，PMY新建的抽放係統不斷采用大管徑、大流量抽放泵，2004年開始在三水平戊一抽放係統安裝使用了Ф500mm大直徑抽放管路，配套200KW功率抽放泵，提高了抽放效果。2005年共完成瓦斯抽放380萬m3，礦井抽放率為30.8%，符合《煤礦01manbetx
》規定。
5.2.7、礦井防塵
PMY建立有完善的綜合防塵係統，做到了“有巷有管，有管有水”，按規定配置了防塵、隔爆設施，使用正常。礦井采用靜壓供水，地麵設有容量為5250m3的消防水池。綜采工作麵推廣煤體淺孔注水技術，采煤機設有外噴霧，支架安裝有架下水幕，采麵進、回風巷分別設有淨化水幕，各轉載點安設有灑水噴霧裝置等；掘進工作麵生產過程中使用有淨化風流、除塵風機、水炮泥、濕式打眼等除塵工藝；井下各產塵點均設有灑水裝置，大巷定期刷白。有效消滅了煤塵堆積、飛揚現象，有效消除了粉塵超限現象，為職工創造了良好的勞動環境。
5.2.8、礦井防滅火
PMY礦井井田範圍內開采煤層均具有自燃發火傾向性，2005年自燃危險等級鑒定結果：丁、戊組煤層自燃發火期為6～8個月，屬自燃礦井。一、二水平采用的主要防滅火手段是灌漿和噴灑阻化劑，礦井地麵現裝備有兩個正常使用的灌漿站，即戊七和北山灌漿站，擔負一、二水平防滅火任務；三水平設計有注氮防滅火係統。
5.2.9、井上下、礦內外調度通訊情況
PMY井上下通訊分三個係統：
一是1000門平煤集團公司程控電話，主要用於地麵機關科室、區隊辦公室、後勤單位、三產單位、領導辦公室及領導住宅電話。該程控電話可與集團公司所有程控電話進行通話，並能撥打市移動公司和聯通公司的移動電話用戶。調度台現采用3台平煤集團公司程控電話與全礦地麵單位及集團公司各單位進行聯係。
二是調度台安裝一套溫州生產的JSY2000-06D數字程控調度台用於全礦井上下生產地點、崗位及生產單位之間的通訊聯絡，使用3位數字號碼進行通話，屬於礦內部電話，隻局限於本係統內電話卡間進行聯絡。該程控調度機容量400門，現已裝機225門，其中井下使用117門，井上使用108門。調度程控交換機采用雙回路供電，另有備用電源一套，可確保井上下電話不間斷通話。
三是通過總調度室的程控調度電話與集團公司總調度室和集團公司各單位調度室進行通訊聯係。
通過三個通訊係統，確保了井上下、礦內外的調度通訊暢通。
5.2.10、礦井監測、監控係統
PMY在1989年安裝使用了原航空航天部“六三四”所研製的KJ4監控係統，經過1998年與2002年3月份兩次升級改造後，已升級為KJ2000係統。目前該係統配接井下分站33套，瓦斯傳感器73台，瓦斯閉鎖裝置41套，實現了對全礦所有采掘工作麵的瓦斯自動監控及報警，斷電控製，為動態瓦斯監控提供了可靠的保證，提高了PMY的現代化管理水平，在礦井防治瓦斯中發揮了重要作用。該係統主要有地麵中心站一套（另有備用主機一套），具有甲烷斷電儀和甲烷風電閉鎖裝置的全部功能，采掘工作麵風電瓦斯電閉鎖覆蓋率100%。係統具有規程規定的全部功能，運行比較穩定可靠，甲烷傳感器設置合理，能夠滿足生產需要。
安全監測係統運轉情況見附表
表5-5 ＫＪ2000監控係統傳感器使用統計表
傳感器型號 在冊（台） 使用（台） 使用率% 備用（台）
瓦斯傳感器 90 90 100
風速傳感器 5 3 60 2
溫度傳感器 10 9 90 1
負壓傳感器 4 3 75 1
CO傳感器 15 9 60 6
分站 45 43 95.6 2
合計 169
157
480.6
12
5.2.11、地麵生產係統
PMY現有3個生產水平，井下出煤分別經過一水平主立井提升和二水平主斜井鋼纜皮帶運輸機，再分別通過兩條膠帶運輸機，將一二水平係統出煤輸送到地麵鐵路煤倉裝車外運，或拉入貯煤場裝汽車進行銷售。
第六章安全技術管理措施
6．1采煤工作麵安全技術管理的有關規定：
6.1.1 綜采工作麵初采初放安全技術措施
6.1.1.1、初采初放期間，兩卷超前及工下安全出口的支護必須按照設計要求支護好，不符合要求的必須重做。
6.1.1.2、加強采麵礦壓監測工作，掌握采麵推進情況，做好初次來壓時間的預測預報工作。
6.1.1.3、采煤機司機嚴格控製采高，保證將頂底板割平。根據采麵頂板狀況按要求開、停車，嚴禁盲目開機割煤，防止抽頂、冒頂02manbetx.com
發生。
6.1.1.4、支架工必須采取追機移架的方法移架，一次夠一個步距，及時調架，保證支架升緊升平，嚴防支架擠、咬、殺。
6.1.1.5、煤壁片幫，支架工必須超前移架，片幫過寬，應及時超前串棚，嚴防出現冒頂02manbetx.com
的發生。
6.1.2 末采措施
工作麵末采時，工作麵應與停采線平行，回采到停采線時要留有支護良好的最控頂空間。下層停采線較上層停采線向采空區錯開數米。
防瓦斯安全技術措施
6.1.2.1、采麵風流中瓦斯濃度達到1%時，必須停止電鑽打眼；爆破地點20m範圍內風流中瓦斯濃度達到1%時，禁止爆炮，采麵風流中瓦斯濃度達到1.5%時，切斷電源撤出人員，進行處理，風流中CO2濃度達到1.5%時，必須停止工作，撤出人員，查明原因進行處理。
6.1.2.2、工作麵內在體積大於0.5m3空間內，局部聚集瓦斯濃度達到1%時，附近20m內必須停止作業，撤出人員，切斷電源，待降到時，方可進行瓦斯就地排放。
6.1.2.3、嚴禁在停風或瓦斯超限的區域內進行機電回收工作。
4、嚴格采麵上隅角瓦斯管理。放炮後、放煤過程及放煤口應重點檢查瓦斯濃度。
6.1.2.4、采麵必須正確使用瓦斯自動報警儀。若采空區、放煤後出現“空洞”，必須用小棍綁上瓦斯自動報警儀僅伸入“空洞”內檢查瓦斯，嚴防“空洞”瓦斯積聚。
6.1.2.5、評估員嚴格執行巡回檢查製度和請示報告製度，每次檢查瓦斯結果，都必須通知現場工作人員。
6.1.2.6、采麵必須設置瓦斯自動報警儀或安全監測係統。嚴禁損壞瓦斯監測設備。
防火、防水安全措施
6.1.3防水安全措施
6.1.3.1、采麵使用的供水設施要安裝牢固，保證齊全、完好，嚴禁損壞管路，造成跑水。
6.1.3.2、在采麵正常生產過程中，經常組織人員檢查采麵頂，底板及煤層狀況，若發現煤壁發暗，空氣變冷，起霧，煤壁中有水叫等水預兆時，必須立即停止工作，采取專門處理措施。
6.1.3.3、在兩巷下幫排水溝、低窪處布置水泵、鋪設管道。采麵及兩巷排水設專人負責。
6.1.3.4、若一旦發生透水事故，要停止作業，立即沿避災路線撤出人員，並及時向調度室彙報。
6.1.4 防火安全措施
6.1.4.1、加強機電設備檢修，杜絕電氣火花產生，機電設備嚴禁違章作業和超負荷運行。
6.1.4.2、做好采麵機電設備運轉部分的保養工作，及時加油，防止摩擦過熱而發生火災。兩巷備用、多餘電纜要盤好。
6.1.4.3、嚴禁井下打開礦燈，不得穿化纖衣服下井，轉載機頭、機尾，機電設備外要配備沙箱、滅火器。
6.1.4.4、提高煤炭回采率，減少老塘丟煤。老塘三角煤必須人工掏淨。
6.1.4.5、在采麵進風老塘側掛擋風簾，減少向老空區漏風。
6.1.4.6、堅持采空區注水，防止自然發火。
6.1.4.7、加強檢查檢測上隅角氣樣化驗03manbetx
，正常時每周一次，異常時每天或每班一次，若發現CO超限，必須立即采取有效措施處理，並向通風調度和總工程師彙報。
6.1.4.8、在安全可行的情況下盡快加大采麵推進度，確保在自然發火區內使氧化帶進人窒息帶。
6.1.4.9、一旦發生火災，應盡快組織直接滅火，並將情況及時向礦調度室彙報，火災嚴重時，應由工長、班組長迅速組織人員帶上自救器，按避災路線撤離。
6.1.4.10、采麵結束後，必須盡快構築永久密閉，時間不得超過1個半月。
6.1.5防塵安全措施
6.1.5.1、隊成立“一通三防”、“綜合防塵”領導小組，組織專人管理，設立專職防塵員，進行防塵工作。
6.1.5.2、采麵投產前，即使上齊綜合防塵設施，煤壁注水。采麵每十米設一道淨化水幕，機風巷各設兩道水幕，接煤轉載點均設置一道水幕，風巷設置防塵水袋。
6.1.5.3、通風隊按照采麵設計供風量要求即使調整通風設施，有效控製采麵風量，風速。
6.1.5.4、防塵員必須保證風巷防塵水袋天天完整有水，風、機兩巷天天灑水滅塵。
6.1.5.5、采煤機內外噴霧必須保持良好，以達到滅塵效果。
6.1.5.6、采麵出煤時，各轉載點水幕必須打開，堅持使用噴霧裝置灑水滅塵，堅持無水不開車。風機兩巷水幕打開。
6.1.5.7、支架工在采煤機割煤，拉架時及時打開架間噴霧灑水滅塵。當班生產結束，支架工必須做好本區域支架衝塵工作。
6.1.5.8、運輸機、轉載機司機必須即使清掃電機，減速機上的浮煤，浮塵；采煤機司機交班時必須清好采煤機上的浮煤；泵站司機負責設備列車的清潔衛生。
6.1.5.9、綜合防塵工巡回檢查采麵防塵設施，發現問題及時處理，取保設施正常使用。
6.1.5.10、綜合防塵工作小組即使組織檢查，發現防塵設施損壞，查出損壞者，給予重罰；發現煤塵堆積超限，對負責人給予重罰。
6.1.5.11、采麵所有人員必須戴好防塵口罩，做好自我保護。
6.1.5.12、采麵一旦發生煤塵災害事故，所有人員必須立即戴好自救器，然後沿本采區瓦斯、煤塵避災路線迅速撤退，並即使向地麵調度室及隊值班人員彙報。
6.1.6 防頂板事故措施
6.1.6.1、采麵所有工作人員必須嚴格執行專人觀山，敲幫問頂製度，堅持使用臨時支護，嚴禁空頂作業，嚴防頂板事故發生。
6.1.6.2、在采麵投產前，組織專人按設計要求上齊打牢巷超前支護及上、下端頭支護，組織人員維護液壓係統及支架，單體柱，確保頂板支護需要。
6.1.6.3、采麵及兩巷一旦發生冒頂事故，必須立即停止工作，及時處理。
6.1.7周期來壓時期頂板管理措施
6.1.7.1、成立專職頂板管理小組，負責監督檢查落實工作，確保安全生產。
6.1.7.2、準備足夠的材料、工具，確保采麵生產及以外搶險工作的需要。
6.1.7.3、上、下安全出口及兩巷超前區域，必須按照設計要求保質保量做好支護工作。驗收員認真執行驗收製度，不合格的支護必須重做。
6.1.7.4、以采麵液壓係統為重點加強機電檢修工作，杜絕液壓係統出現跑冒、滴、漏現象，確保泵站壓力達到30MPa,以滿足支架、單體柱支護頂板所需初撐力要求。
6.1.7.5、采煤機司機嚴格按01manbetx
操作，將頂底板割平，不留傘簷、台階，嚴禁留護頂煤。
6.1.7.6、割煤後要及時移架，頂板破碎時要帶壓移架，移架時采用“快拉少降”或“邊拉邊降”及時支護新暴露出的頂板。
6.1.7.7、移架步距要準確，一次完成，及時升架調架，保證支架升緊，嚴防支架擠、咬、歪。
6.1.7.8、保證支架前梁與頂板接觸平整、嚴密，嚴禁線接觸或點接觸，以免支架因受力不均而損壞。
6.1.7.9、采煤機司機嚴格控製采高。據采麵頂板狀況按要求開、停機，嚴禁盲目開機割煤，造成抽頂、冒頂事故。
6.1.7.10、保證支架排成直線，間距均勻，消除架間台階，嚴禁支架有前傾後仰現象。
6.1.7.11、煤壁片幫，必須及時提超前架；片幫過寬，應及時做超前串棚。嚴禁空頂作業。
6.1.7.12、頂板破碎時要組織人工做超前，沿走向架棚，圓木做梁，一頭擔在支架前梁上，一頭打單體柱，梁長不低於1.2m.
6.1.7.13、嚴格工程質量，加快工作麵的推進度。
第七章 存在不足和建議
7.1 礦井通風
礦井通風存在的問題主要一是部分采區總回內有巷道失修現象；二是隨著三水平丁二采區的下延，北二主要通風機負壓超過2940Pa，達到3250 Pa；三是多主要通風機係統聯合運轉安全可靠性問題。
7.1.1整改建議：
已與相關院校合作對現有通風係統進行優化與改造，並對多水平多通風機聯合運轉的效果進行可視化仿真和可靠性03manbetx
，建立相關的安全保障技術體係，以保證通風係統處於良好的運行狀態，達到合理、高效、節能的通風效果，保證安全生產。
加大瓦斯抽采力度，盡可能降低煤層瓦斯含量及采掘工作麵生產過程中的瓦斯湧出量，從而降低采掘工作麵配風量，使主要通風機運行工況點盡可能小。
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通風係統阻力分布情況，對高阻力段進行擴修或者施工通風工程降阻。
不斷優化通風係統，提高通風設施質量，減少內部漏風，提高有效風量率。
7.2 瓦斯抽采
PMY三個水平同時開采，一水平為殘采區，瓦斯湧出量較低，在5m3/min以下，按照《煤礦01manbetx
》，未進行瓦斯抽采；二水平戊組煤層為合層區，戊8煤層開采後，戊9-10煤層60%以上瓦斯已釋放，采麵瓦斯湧出量較低，在5m3/min以下，按照《煤礦01manbetx
》，未進行瓦斯抽采；僅高突采區的戊8煤層和突出區域的丁6煤層進行瓦斯抽采，因此，礦井抽采指標達不到《煤礦瓦斯抽采基本指標》的要求。
7.3突出防治
PMY丁6煤層在2002年5月發生過一次動力現象，已進行了突出煤層區域劃分，但上保護層丁5、丁4煤層及下保護層戊8煤層的瓦斯資料較少，必須進行突出危險性鑒定，戊9、戊10煤層為PMY的主采煤層之一，也必須進行煤層突出危險性鑒定，以便采取有針對性的瓦斯治理措施。丁6煤層防突指標采用《防突細則》指標，PMY需對防突指標進行考查03manbetx
，製定出適合我礦的防突敏感性指標，以更好地進行PMY的防突管理。
7.4防滅火
在礦井防滅火係統中，三水平設計采用注氮係統，該係統簡單、實用，能夠滿足防滅火基本需要。但隨著集團公司區域瓦斯治理要求，三水平丁二采區主要采用保護層開采技術，在丁5煤層開采之後開采丁6煤層時，鏽結頂板的完好程度決定了下分層開采時頂板管理的難易，現有的注氮係統無法滿足需要。
整改建議：敷設防滅火灌漿管路，與北一地麵灌漿係統聯網，在三水平丁二保護層開采時采用隨采隨灌，既可以起到防滅火作用，又可以使下分層開采時頂板鏽結完好，為生產創造條件。
7.5防塵方麵
PMY采掘工作麵防塵管路主要是Ф50mm，隨著采掘工作麵設備大型化發展，采掘工作麵生產能力提高，產塵量增加，加上傳統的電機風冷大多改為水冷，致使用水量比以前增大，特別在長走向工作麵尤為突出，已經出現過水量不夠的現象。
整改建議：新接替的長走向工作麵在掘進回采時裝備Ф100mm防塵管路，滿足生產需要。
7.6安全監控
礦井安全監控係統改造升級以後，係統運行更加穩定、可靠，功能更齊全，為PMY動態瓦斯監控提供了可靠的保證，提高了我礦的現代化管理水平，在礦井防治瓦斯中發揮了重要作用。安全監控存在的主要問題主要是采掘工作麵各種傳感器現場管理存在薄弱環節，出現過損壞線路及傳感器的事故，造成傳輸中斷、誤報等。
整改建議：加大現場管理及獎懲力度，加強施工單位幹部職工監控係統保護意識，確保監控係統運行穩定可靠。
7.7衝擊地壓
PMY采掘深度僅三水平丁二軌道下山超過800m，為810~940m，目前埋深815m，礦井範圍內開采煤層未發生過衝擊地壓。2008年與HNLGDX合作，進行了PMY丁組煤層深部的衝擊地壓鑒定工作，衝擊地壓危險性不大，但隨著礦井采掘深度的延伸，衝擊地壓將會顯現，因此，必須深入研究，以便采取有針對性措施。
7.8管理製度
礦井製定有通風係統管理製度、局部通風管理製度、瓦斯檢查員檢查製度、瓦斯日報審批製度、瓦斯排放製度、安全監測裝備使用管理製度、巷道貫通和盲巷管理製度、井下爆破管理製度、防治煤與瓦斯突出管理製度、礦井瓦斯抽放管理製度、防治自然發火管理製度、綜合防塵管理製度、“一通三防”齊抓共管責任製、防突及瓦斯抽放齊抓共管責任製及“一通三防”獎懲考核管理製度，現有的各種製度比較完善，能夠很好地指導安全生產，滿足礦井“一通三防”安全生產需要。
第八章 結束語
時間一晃而過，轉眼間實習快結束了。這是我人生中彌足珍貴的經曆，也給我留下了精彩而美好的回憶。在這段時間裏您們給予了我足夠的寬容、支持和幫助，讓我充分感受到了領導們“海納百川”的胸襟，感受到了“不經曆風雨，怎能見彩虹”的豪氣，也體會到了煤礦工人的艱難和堅定。
在這段時間裏，在老師和同學的悉心關懷和指導下，通過自身的不懈努力，各方麵均取得了一定的進步。實習期間，我利用此次難得的機會，努力學習，嚴格要求自己，認真學習專業知識，利用空餘時間認真學習一些課本內容以外的相關知識，掌握了一些基本的專業技能，從而進一步鞏固自己所學到的知識，為以後真正走上工作崗位打下礎。 實習期間努力將自己在學校所學的理論知識向實踐方麵轉化，盡量做到理論與實踐相結合，在實習期間能夠遵守紀律，不遲到、早退，認真完成各老師交辦的工作，在區隊實習，領導、同事和員工的幫助指導下，我們學到了更多的煤礦知識，也豐富了自己在現場實踐中的很多經驗，總之，獲益良多。實習期間，雖然遇上了很多的困難，但是領導熱心的幫助下及自己的努力下都通通解決了困難。通過實習，我們能自覺遵守礦紀礦規，能按照作業規程及安全技術措施去完成實習任務，掌握了該礦井的地質情況及相關規章製度，也熟悉了該礦井采、掘、機、運、通的各大生產係統。 通過這次參觀實習使我們了解整個煤炭生產過程，對礦井有了一個立體的、全方位的了解，比如下
8．1礦井之前應該做的準備：
8．1．1人井人員在人井前，一定要吃飽睡足休息好，並且人井前嚴禁喝酒。
8．1．2人井前要穿戴好安全帽、工作服和膠鞋，做到整齊利索；脖子上最好戴一條毛巾，既可擦汗，又可防礦渣掉落到衣服裏去，在自救互救中也可能用上。
8．1．3人井人員必須隨身攜帶礦燈等照明燈具。
8．1．4隨身攜帶的鋒利工具，如瓦刀、斧子、鋸等必須套上護套或裝人工具袋，以防傷人。
8．1．5必須遵守入井掛牌登記製度，登記後方可人井。
8．1．6每個人井人員都必須自覺參加班前會，明確當班生產任務和安全注意事項，防止發生事故。
8．1．7接受崗前培訓，取得安全資格證書方可人井。每個在井下工作的人員都必須熟悉自己工作地點的各種災害情況的避災路線。
8．1．8了解本次下井所經過路線的安全條件和工作環境的安全條件及緊急情況下的安全逃生路線和方法。為以後的工作奠定了實際基礎，對井下的情況也有一個初步全新的認識，明白自己以後的工作是怎麼樣的，地下的環境是多麼複雜，也深知自己現在的任務是什麼，知道將來到礦上的責任有多大，同時也被工人們不怕苦、不怕累、不怕危險的精神所感染。還有也深知製度對一個礦來說有多麼重要。也隱隱的感覺到了不按規章製度工作的後果可能是付出生命的代價！實習中，我們通過該礦井現場實際問題，掌握了以前在學校所學習的理論知識。這次實習，也是一次接觸社會、了解煤礦，向工人和工程技術人員學習的好機會。通過實習，要進一步培養和提高學生發現問題、分析問題和解決問題的能力，學習一些初步的實際生產中的科學技術和管理知識。
致謝！
最後，特別感謝我們HNLGDX安全工程係的兩位老師，感謝PMY各級領導為我們提供的實習基地和各種方便，同時也要對帶領我們實習幾位工人師傅致以深深的感謝！
主要參考資料
[1]張國樞，《通風安全學》，中國礦業大學出版社
[2] 譚允禎《 礦井通風係統管理技術理論 》 1999
[3]國家煤礦安全監察局 《煤礦安全規程》， 2004
[4]趙以惠：《礦井通風與空氣調節》，徐州，中國礦業大學出版社，1900
[5]《中華人民共和國煤炭法》
[7]車樹成 張榮偉，《煤礦地質學》
