PAGEPAGE1前言為了鞏固礦井通風與安全專業課堂教育各科目基礎理論和基本技術學習成果，培養理論與實際相結合能力，掌握現場基礎知識和鍛煉基本技能，我們進行了此次畢業前期實習活動。實習時間：2011年6月實習地點：山西陽城清池煤業有限公司實習內容：礦井通風與安全有關情況報告名稱：通風與安全工程實習報告第一章礦井概況第一節礦井基本情況一、地理位置及交通條件(一)交通條件山西陽城清池煤業有限公司行政區劃隸屬陽城縣演禮鄉管轄，該礦位于陽城縣演禮鄉清池村西北，井田東鄰澤腰煤礦、尚禮煤礦，西鄰梁莊煤礦、府底煤礦，東北部與石門治煤礦相鄰。其井田地理坐標為：東經112o19'04"~112o20'05"，北緯35o31'30"~35o32'51"。井田面積約3.2354km2。該礦位于陽城縣西北方向11km處，距晉韓公路10km，距晉陽高速公路16km，東距侯月鐵路線陽城站16km，南距陽云公路2km，地理位置優越，交通運輸條件便利。(二)地形地貌該井田地處太行山南端，地貌劃屬為侵蝕山地，以低山丘陵為主，區內溝谷發育，大部分為黃土覆蓋，總體北高南低，最高點位于井田東北部的山頭，標高886.6m，最低點位于井田南部邊界，標高為720.0,相對差166.6m。該區域屬黃河流域沁河水系獲澤河支流。井田內無常年性河流和大的地表水體，雨季降水沿溝谷向南自然排泄，獲澤河經井田外南部呈北西-南北向流過，至縣城西南入南大河，最后在北留鎮南莊村附近注入沁河。二、礦區的地形與氣象該井田屬溫帶大陸性氣候，一年內四季分明，夏季午間較熱，早晚涼爽，雨季降水充沛，冬季寒冷少雪，春季風多雨少。年平均降水量658.7mm，最大年降水量為891.2mm，最小為412.5mm，7~9月份降水量最大，約占全年的70%；平均年蒸發量為1578.7mm，最大為4~8月，占全年的62%，基中4~6月份占全年的41%。風向冬春季多西北風，夏季多為東南風，風力一般為3—4級。第二節井田地質特征一、地質情況該井田內多為黃土覆蓋，零星出露有二疊第上統石盒子組地層和山西組地層。現結合礦井實際揭露及鉆孔資料，由老到新地層沉積有；奧陶系中統峰峰組（o2f);石炭系中統本溪組（c2b)；石炭系上統太原組（c3t)；二疊系下統山西組（p1s);二疊系下統下石盒子組（p1x);二疊系上統上石盒子組（p2s);第四系中更新統（Q2）、上更新統（Q3）、全新統（Q4）。現依次敘述如下：1、奧陶系中統峰峰組巖性以深灰、青灰色中厚層狀石灰為主，夾有少量薄層泥巖和鈣質泥巖。上部含泥質高，頂部常因鐵質浸染呈淡紅或褐紅色。下部夾灰色白云質赤巖，中下部灰巖裂隙，溶洞發育，裂隙多被方解石充填。厚度約為100m。2、石炭系中統本溪組主要由淺灰色鋁土泥巖、灰色砂巖、灰黑色泥巖及深灰色巖組成，含不穩定煤線，底部為山西式鐵礦，但發育不好。全組厚度0~14.92m，平均厚7.46m，與下奧陶系呈平行不整合接觸。3、石炭系上統太原組連續沉積于下伏本溪組之上，為井田主要含煤地層之一，巖性主要由深灰~灰黑色泥巖、砂質泥巖、粉砂巖、灰色中細粒砂巖和5~6層海相石灰巖及4~9層煤層組成。灰巖以下部K2、K3石灰巖發育較好，為良好標志層，所含煤層僅底部15#煤為可采煤層。本組底問好為一層淺灰色細粒砂巖（K1），有時相變為粉砂巖、砂質泥巖，本組厚度74.74~96.58，平均75.67m。4、二疊系下統山西組下下伏太原組呈連續沉積，為井田主要含煤地層之一。上部巖性為灰色中細粒砂巖、深灰~灰黑色泥巖、粉砂巖間灰色細粒砂巖及1~2層煤層，其中3#煤層為全區穩定可采煤層。底部為一層灰色中粒砂巖（K7），本組地層厚度40.46~45.40m，平均42.93m。5、二疊系下統下石盒子組為一套砂巖與泥質巖交互沉積。上部為灰色細砂巖與深灰泥巖、砂質泥巖互層，底部為一層灰白色中~細砂巖（K8），頂部多為一層淺灰色鋁質泥巖，夾有褐黃、淡紫等雜色斑塊。本組與下伏山西組呈整合接觸，全組地層厚度59.66~87.32m，平均73.49m。6、二疊系上統上石盒子組連續沉積于下石盒子組之上，井田北部有小片出露，根據巖性特征，可劃分為在段，井田范圍僅分布其中下段。（1）第一段即下段（P2S1）上部巖性為黃綠色中、細粒砂巖和杏黃色粉砂巖、砂質泥巖及泥巖互層，夾有薄層泥巖、砂質泥巖，底部為一層黃綠色厚層中砂巖（K10），本段厚度109.70m。（2）第二段即中段（P2S2）井田北部邊界附近有小片出露，巖性主要由黃綠色細——粗料砂巖夾杏黃、紫紅色泥巖、砂質泥巖組成，底部以一層黃綠色含礫粗砂巖（K11）與第一段分界，井田范圍殘留厚度107.60m。7、第四系（Q）廣泛分布于井田內。中更新統（Q2）地層巖性主要由黃土和同代沖積層組成，黃土多分布于梁坡之上；上更新統（Q3）地層主要為灰黃色亞砂土和棕結色亞粘土，夾礫石層及鈣質結核。與下伏基巖呈現不整合接觸。（Q2+Q3）厚0~20m，平均厚7.11m。全新統（Q4）現代沖積層分布于均谷中，主要為砂、礫石堆積，全組厚0~10m，平均5.00m。二、含煤地層該井田內含煤地層為二疊系下統山西組和石炭系上統太原組。現分述如下：一、太原組（C3t）為一套海陸交互相含煤建造，巖性主要由灰——灰黑色砂巖、泥巖、石灰石和煤層組成。地層平均厚度75.67m。井田范圍地層厚度變化趨勢為中部稍厚，向四周變薄，但變化幅度不大。本組共含石灰巖5~6層，自下而上依次為：k2、k3、k4下、k4上、k5和石灰巖，其中以下部k2、k3、灰巖發育最好，平均厚度分別達8.26m和3.20m，頂部k6灰巖發育最差，局部有缺失現象，其余灰巖平均厚度在0.94~2.47m左右。太原組共含煤4~9層，自上而下分別為5、7、8、9、10、11、12、13和15#煤層，其中除15#為全區穩定可采煤層外，其余均屬極不穩定的不可采煤層。本組地層沉積旋回結構明顯，海陸相沉積交替出出，特別是地層普遍發育的石灰巖為煤層對比提供了良好標志，如5、7、9、11、13、15#煤層，分別直伏于k6、k5、k4上、k4下、k3和k2石灰巖之下，上覆石灰巖即為各煤層直接頂板。而8、10、12#煤層則分別賦存于k5和k4上之間，k4上與k4下之間，k4下與k3之間，沉積規律十分明顯，易于對比。二、山西組為一套陸相碎屑巖含煤沉積，巖性主要由灰——灰黑色砂巖、泥質和煤層組成，地層平均厚度42.93m，井田范圍不大。本組上部為灰色中-細粒砂巖與深灰-灰黑色泥巖、砂質泥巖、粉砂巖互層，夾二層煤線，相對砂巖較為發育，下部則以灰黑色泥巖、砂質泥巖為主，夾有灰色中細砂巖和煤層，底部以一層灰色中粒砂巖（k7）與下伏太原組分界。山西組共含煤層0~3層，自上而下依次為1、2、3#煤層，其中除3#為全區穩定可采煤層外，其余均屬極不穩定的不可采煤層。3#煤層在區域內分布穩定，對比可靠。9#煤層層位穩定，區內不可采，但作為標志層，層位較穩定，下距K4灰巖不遠：15#煤層區域穩定可采，層位穩定，其頂板K2灰巖厚度大且分布穩定；其它各煤層厚度，分布層位以及各標志層的間距穩定，對比度較可靠。3號煤層：位于山西組地層下部，煤層厚度3.00～4.49m，平均3.75m。煤層層位穩定，厚度變化不大，煤層結構簡單，北部區段不含加矸，夾矸厚度大都在0.05～0.30m左右，煤層頂板多為灰黑色砂質泥巖，底板為黑色泥巖。15號煤層：位于太原組底部，煤層厚度2.15～2.39m，平均2.31m，煤層層位較為穩定，厚度變化不大，煤層結構大部分簡單，局部較復雜，煤層下部含一層薄泥巖夾矸，中下部含有2層薄泥巖夾矸，煤層頂板為K2石灰巖，有時灰巖下有黑色泥巖偽頂，煤層底板為灰黑色泥巖。煤層厚度及賦存層位一覽表層號煤層厚度層間距（m）夾石層數穩定性可采性頂底板巖性煤層賦存層位33.00-4.493.7581.311-2穩定全區可采頂板：砂質泥巖底板：砂質泥巖山西組下部152.15-2.392.312-3穩定全區可采頂板：石灰巖底板：細粒砂巖太原組下部三、井田內煤系地層的主要地質構造陽城礦區位于沁水煤田南端，受區域影響，井田總體呈一走向東西，傾缶北的單斜構造。傾角一般5o~10o。局部受斷層等影響，可達15o左右。井田范圍斷裂構造較為發育，根據地表露頭和生產礦井巷道揭露，特別是通過山西省業炭地質公司地測隊布設縱橫4條地震剖面進行探測和野外礦井地質調查工作，基本查明井田范圍較大斷層的發育情況，分述如下：1、F314斷層位于井田北部邊界附近，呈近東西向延伸，北盤（上盤）下降，南盤（下盤）上長的正斷層。在井田范圍延伸長度達到2650m，該斷層在土門腰村北側溝頭和胡凹溝南側溝心均有斷點出露，斷層走向北70o西，傾向北東，傾角70o，垂直落差17m。2、F351斷層發育于井田中部，亦呈近東西延伸，為南盤（上盤）下降，北盤（下盤）上升的正斷層。該斷層由西界外延入井田，延伸長度1700m，于井田東界附近趨于消失。在井田東部石門溝山梁南側可見此斷層地面痕跡，斷層走向北55o西，傾角70o，落差17m左右。3、F334斷層發育于井田東南部，由井田東北邊界外以北東—南西方向延入本井田，清池煤礦舊井巷道中多處遇該斷層，斷層走向為北40~50o東，傾向北西，為北西盤（上盤）下降，南東盤（下盤）上升的正斷層。區內斷層落差30m。第三節煤層基本情況一、煤層3號煤層厚度3.00～4.49m，平均3.75m。煤層層位穩定，厚度變化不大，煤層結構簡單，北部區段不含加矸，夾矸厚度大都在0.05～0.30m左右，煤層頂板多為灰黑色砂質泥巖，底板為黑色泥巖，開采條件簡單。15號煤層煤層厚度2.15～2.39m，平均2.31m，煤層層位較為穩定，厚度變化不大，煤層結構大部分簡單，局部較復雜，煤層頂板為K2石灰巖，有時灰巖下有黑色泥巖偽頂，煤層底板為灰黑色泥巖，開采條件簡單。二、煤層圍巖性質3號煤層直接頂板為灰黑色粉砂質泥巖，汗有泥巖包裹體，易冒落頂板，偽頂為黑色薄層狀泥巖，老頂為灰黑色細砂巖，底板為深灰色砂質泥巖；15號煤層頂板為深灰色，質地堅硬，硬度可達七級以上。底板為黑灰色砂質泥巖、鋁土巖、粘土巖，一般厚為2.50m，便于管理。三、煤的性質及品種(一)煤的物理性質和煤巖特征3號煤層和15號煤層的物理性質和宏觀煤巖特征基本類似，外觀均為黑色，條痕呈黑色或褐色，具玻璃光澤或強玻璃光澤，層狀構造，貝殼狀斷口，節理列席比較發育，煤中常可見細晶狀或結核狀態黃鐵礦，比重在1.45~1.67m之間。宏觀煤巖類型多屬半亮型煤，煤巖成分以亮煤為主，暗煤絲炭次之。(二)煤的化學性質3號煤層為低灰、特低硫、特高熱值、高熔灰分(ST)、高強度之無煙煤。根據國家煤及煤化工產品質量監督檢驗中心2005年11月8日對該井田清池煤礦3號煤層原工業分析結果如下：水分(Mad)：1.76%；灰分(Ad)：13.58%；發份(Vdaf)：8.74%；全硫(St.d)：0.42%；固定碳(FCad)：77.48%；焦渣特征：1；發熱量（Qgr，d）：30.21MJ/kg。15號煤層為中灰、中硫、特高熱值、高熔灰分、高強度之無煙煤。根據2005年11月14日國家煤及煤化工產品質量監督檢驗中心于對清池煤礦15號煤層的檢驗結果：水分(Mad)：1.50%；灰分(Ad)：13.73%；揮發份(Vdaf)：9.34%；全硫(St.d)：0.41%；固定碳(FCad)：77.04%；焦渣特征：1；真相對密度TRD：1.50。四、瓦斯、煤塵及煤的自燃(一)瓦斯根據陽城縣煤炭工業局陽煤發[2008]175號文件—關于轉發《2007年度礦井瓦斯等級和二氧化碳涌出量鑒定結果的批復》的通知，本礦瓦斯絕對涌出量8.47m3/min,相對涌出量14.23m3/T,二氧化碳絕對涌出量為1.49m3/min,相對涌出量為2.5m3/T。本礦屬高瓦斯礦井。(二)煤塵及煤的自然發火期煤塵：根據區域資料和2006年8月2日由國家煤及煤化工產品質量監督檢驗中心對清池煤煤礦3號煤層取樣檢驗，分析結果：該礦開采的3號煤層、煤塵爆炸樣進行的測試，火焰長度0mm,粉量0％，煤塵無爆炸性。煤的自然傾向性:據上述檢測中心對3號煤層、煤塵爆炸樣式測試的同時，對煤的自燃傾向性也做了測試，吸氧量為1.10cm3／g，自燃等級為IIl級，傾向性質為不易自燃煤層。第二章礦井開拓技術情況第一節井筒情況礦井采用主立井和回風斜井開拓方式。1）主立井:主立井直徑4.5m，垂深190m，混凝土支護。裝備單繩雙鉤罐籠，擔負全礦井提煤、進風等任務，裝備梯子間，兼作礦井的一個安全出口。2）回風斜井：凈寬3.2m，凈斷面8.2m2，傾角22o，斜長520m。表土段采用料石砌碹支護，支護厚度為300mm，基巖段采用錨網噴支護。支護厚度為100mm，擔負全礦的回風任務，鋪設臺階，兼作礦井的一個安全出口。以一個水平開采全井田3號煤層，水平標高+578m。表2-1-1井筒特征表序號井筒特征井筒名稱主立井回風斜井1井筒坐標經距X3934213.09919620434.170緯距Y19620428.81819620429.1012井口標高（m）767.638762.1833井筒方位角（°）1651354井筒傾角（°）9018—215井筒深度或斜長（m）第一水平190526第二水平最終水平1905266井筒直徑或寬度（m）凈4.53.2掘進5.23.87井筒斷面（m2）凈15.908.2掘進21.2410.618砌壁厚度（mm）350300材料砼荒料石10井筒裝備雙鉤罐籠及梯子間單鉤串車11備注安全出口安全出口第二節巷道布置及支護方式1、主要巷道開拓：大巷布置形式分別為運輸大巷、回風大巷，均沿煤層傾斜方向沿煤層底板平行布置。2、大巷開拓順序：運輸大巷繼續推進，由于主、副風井井筒位于井田的中央，采用中央分列式供風，故在井底形成通風系統后，運輸大巷推進中，向西掘進四條順槽，布置首采工作面。3、巷道支護方式巷道的支護方式根據煤層地質力學評估資料，選用錨噴的支護方式是可行的。巷道原則上均沿煤層底板掘進，巷道斷面為拱形或矩形巷道，由于巷道服務年限較長，在煤體較破碎的情況下采用錨桿、錨索網、噴射混凝土等支護方式。頂部支護參數為：錨桿長度為L=2m。錨桿的間排距為0.9m×0.9m，每排布置10根錨桿；錨桿直徑為18mm，設計錨桿安裝的預緊力矩為120N.m；錨固長度0.9m，每根錨桿采用1卷K2350和一卷Z2350的樹脂藥卷錨固；金屬網采用12#鐵絲編制的菱形網，金屬網的網孔尺寸為80mm×80mm較適宜。錨桿托盤采用規格為130mm×130mm×10mm的鐵托盤。回采工作面進、回風順槽采用雙巷掘進，均為梯形斷面，木棚支護，運輸順槽凈斷面6.3m2，回風順槽盡斷面5.5m2。第三章礦井生產系統情況一、提升系統主立井為礦井主提升井，采取雙鉤罐籠提升，用1.0噸非標罐籠將原煤提至井口后翻車，卸載后將原煤送至井口固定篩上。副斜井為礦井的回風井。二、運輸系統煤炭運輸工作面SGW—40T型刮板輸送機至SSJ—80型皮帶輸送機至井底煤倉至礦車至井底車場至主立井至地面；材料運輸地面a、運煤系統煤炭運輸：采煤工作面刮板輸送機→順槽皮帶輸送機→運輸大巷皮帶→井底煤倉→罐籠提升→地面。b、材料設備運輸系統地面材料設備→主立井→井底車場→運輸大巷→采掘工作面。三、供電系統該礦本公司采用雙回路架空線路及柴油發電機組供電，其中一回路來自西河10kV開閉所I段母線10kV線路，另一回路來自西河10kV開閉所II段母線10kV線路，兩趟架空線到地面后直接向礦井10kV高壓配電室供電至井下中央變電所。正常時西河10kV開閉所I段母線10kV線路運行，II段母線10kV線路備用。地面自備880KW柴油發電機組，當兩回路都停電時，備用電源能夠滿足本礦井主扇通風、提升運輸、排水等項需求，四、通風系統根據2007年度煤礦瓦斯等級鑒定報告，該礦瓦斯相對涌出量為14.23m3/t，絕對涌出量為8.47m3／min，該礦屬于高瓦斯礦井。礦井通風方式為中央分列式；主扇型號為2臺FBCDZ—N017型軸流式通風機，風機功率110KW×2，2035m3/min，礦井總回風量達2142m3/min，礦井有效風量率為92%。新鮮風流—主立井—井底車場—3100運輸大巷—3109運輸順槽、3100掘進工作面—3109回風順槽、3100回風—回風大巷—回風斜井—地面五、通訊系統礦井建立礦內、礦外、井上、井下全方位的通訊設施系統。礦井主要作業場所和重點崗位、要害部門（調度室、科室部門、配電室、主扇風機房、主絞車房、井底車場、采區、工作面巷道、泵站）等均安設通訊電話，均能與礦內外進行聯系，為礦井安全生產提供方便，并能全面指揮和調度。六、排水系統該礦建立有地面防水、疏水和排水系統，并制定有綜合防治水措施，井下有符合規定的排水系統和設施，井底建有能容納1000m3的主副水倉，安裝水泵100D45×6型號三臺，沿立井敷設兩趟排水管路，一臺工作，一臺備用，一臺檢修。排水能力滿足礦井最大涌水量要求，備用工作泵能隨時啟動，每年雨季前按規定要求進行聯合排水試驗。七、防塵系統八、壓風自救系統九、安全監控系統該裝設了KJ83N型瓦斯監測監控系統，對井下瓦斯實現了實時監控。第四章采掘布置及裝備第一節采煤方法一、采煤方法的選擇1、本礦井現開采3號煤層，煤層平均厚度為3.75m，傾角為5—10度，穩定可采。結構簡單，煤層頂板為泥巖或粉砂巖，局部為炭砂質泥巖及中砂巖，底板為泥巖和細粉砂巖，局部為泥巖，巖性較好。2、根據煤層賦存情況及3號煤層頂底板巖性，采用高檔炮采一次采全高采煤法，頂板管理采用全部跨落法，采用XDY—1B型液壓支架，兩端頭和安全出口20m超前支護采用π型鋼梁，單體液壓柱。結合以上現狀，從提高資源回采率、提高工作面機械化程度、減人增效、提高安全可靠性等因素綜合考慮。確定在利用工作面現有支護、運輸設備的基礎上，根據工作面的生產工藝和生產能力，順槽轉載設備仍選用SGW—40T型刮板輸送機，以變于工作面運輸設備配套。工作面采高2.5米，工作面布置為一進風順槽、一回風順槽，U型布置，形成全風壓通風。二、工作面采煤、裝煤、運煤方式及設備選型3號煤高檔炮采一次采全高采煤，放炮落煤，工作面刮板機、轉載機和順槽皮帶搭接運煤。結合工作面采高、以及晉城地區各生產礦井普采工作面設備配套情況。對工作面采、裝、運煤方式進行確定和設備選型。1．工作面采煤：工作面采用風煤鉆進行打眼，然后進行裝藥，炸藥使用三級乳化炸藥，1——5段3#毫秒延期雷管，采用專用發爆器起爆。2、工作面刮板輸送機：采用SGW—40T型刮板輸送機。3、順槽運輸設備：轉載機選用現有的SGW-40T型刮板輸送機；順槽內材料、設備的運輸選用JD—2.5調度絞車。4、乳化液泵站及噴霧泵站：乳化液泵站選用XRB2B80／200型（2臺），泵站公稱流量80L／min，公稱壓力20MPa，功率37Kw。噴霧泵站選用B80／6．3型，公稱壓力6．3MPa,公稱流量80L／min，功率11kW。設備名稱型號數量放置地點刮板輸送機SGB—620/401工作面刮板輸送機SGB—620/401運輸順槽帶式輸送機STJ80/401運輸順槽風煤鉆MQS-50/1.74工作面乳化液泵XRB2B—80/2002泵站懸移支架XDY—146工作面表4-1-1采煤工作面機械設備配備表三、工作面頂板管理方式、支護設備選型3號煤層采煤工作面工作面采用XDY—1型懸移液壓支架支護頂板。支架規格為寬0.68米，長2.26米，初撐力60噸，工作阻力1172kN，支護強度為18Mpa，最大控頂距3.06米，最小控頂距2.26米,步距0.8米,機頭四對八梁,最大控頂距4.4米，最小控頂距3.6米，架間必須保持一定的寬度，架間距為1.2米（兩架中心距離）。兩順槽20m超前均采用π型鋼梁，單體柱雙排1米1柱支護，隨著工作面的推進，必須及時處理兩邦的片邦隱患。如因打超前支護原支架梁有松動時，應及時修理或換為單體柱支護，在有地質構造或初次、周期來壓時，必須在超前支護靠煤壁側支設液壓柱不少于10m長，保證不片幫。必須加強兩順槽的壁幫支柱，進風順槽20米兩排柱，回風順槽20米兩排柱，并打緊背實。機頭做缺口，規格長3m，寬0.8m，高度不得低于1.6m，采用4對3.6m的π型鋼梁成對支護，一梁四柱，每對π型梁中心距15—20cm，每兩組π型梁間距60cm，并必須在每對鋼梁間靠切頂線加打一戴帽單體密支柱。機尾不做缺口，采用四對八梁支護，每對π型梁中心距15—20cm，每兩組π型梁間距60cm，π型鋼梁長2.6m，一梁三柱。7、兩端頭和兩順槽以及進風巷20米的超前支柱，必須采取防倒柱措施，即用鋼絲繩將支柱與頂網或木梁固定在一起，以防支柱漏液后撞、碰傷人。作業方式:回采工作面實行“三八制”，兩班生產，一班檢修準備，工作面循環進度：每循環為0.8m，每班1個循環，日循環數2個。第二節掘進工藝根據通風、行人及運輸等需求，設計3100掘進正副巷工作面為半圓拱形，斷面的凈尺寸為寬3.6米、高3.1米，加上支護厚度并考慮預留一定的變形量后確定其掘進尺寸為寬4m，高3.3m。一、支護工藝：（一）臨時支護：根據巖石的軟硬及地質情況，分別采取初噴混凝土和吊環式前探梁兩種不同的臨時支護方式。（1）采取初噴混凝土做臨時支護當巷道處在中硬以上砂巖、頂板巖石比較完整時，可不使用前探梁而采用初噴混凝土作臨時支護，噴厚為30mm。放炮排除炮煙后，采用長柄工具找凈頂幫的浮矸活石，確認安全后即可進行初噴混凝土，然后打注上部錨桿，但必須進行敲幫問頂，并派專人監護頂板，發現問題及時處理，錨桿要打一眼注一根。（2）采用吊環式前探梁做臨時支護當巷道頂板處于泥巖、粘土巖、煤層、穿層或遇破碎帶、斷層等構造時，必須使用前探梁。前探梁用Ф76mm金屬鋼管制作，長度不小于3.0m，間距不大于1.0m，用專門的數值錨桿和吊環固定，吊環采用16圓鋼，每根前探梁不少于2個吊環。吊環用配套的錨桿螺母固定，所用樹脂錨固劑不少于2塊，錨固力不少于80kN/根。前探梁數量據巷道斷面跨度選擇，（巷道跨度為4.0m以上數量為三根，4.0m以下為兩根），每根前探梁兩個吊點。采用金屬前探梁臨時支護，打注錨桿必須在前探梁掩護下進行，放炮排除炮煙后，由一人監護、一人站在安全地點用長柄工具找凈拱浮矸，確認合格后，然后向前串移前探梁，前探梁上方放好背板，背板上邊鋪鋼絲網，并用背板、木剎把頂板和前探梁接實。（二）永久支護要求：運輸大巷（3100正巷）所處層位和松動圈厚度與3100副巷相同，巷道斷面也同為半圓拱形，而且由于服務時間較長而需要噴射混凝土。（1）錨桿材質選用目前最常用的BHRB335型（20MnSi)左旋無縱筋螺紋鋼作為錨桿桿體。（2）錨桿長度及間排距錨桿長度為L=2m。錨桿的間排距為0.9m×0.9m，每排布置10根錨桿。（3）錨桿直徑和預緊力錨桿直徑為18mm，設計錨桿安裝的預緊力矩為120N.m。（4）錨固劑及錨固長度錨固長度0.9m，每根錨桿采用1卷K2350和一卷Z2350的樹脂藥卷錨固。（5）錨桿支護附件對于服務時間較長但埋深較淺的運輸大巷來說，錨桿支護附件主要是金屬網，可采用12#鐵絲編制的菱形網，為了便于噴射混凝土，金屬網的網孔尺寸為80mm×80mm較適宜。錨桿托盤采用規格為130mm×130mm×10mm的鐵托盤。（6）噴射混凝土的厚度在中松動圈圍巖錨噴支護中，錨桿是支護的主體，松動圈巖體的碎脹力由錨桿承受，噴層只起局部支護作用，即錨桿間的表面支護、控制錨桿間非錨固區圍巖的變形、阻止非錨固區危石的墜落以及防止圍巖風化，為此噴層厚度選取70mm。（7）關鍵部位錨索加強支護由于3#煤層上部有一層3.05～4.85m厚的不穩定直接頂，而且根據數值分析和現場觀測得知巷道的拱肩處為薄弱的關鍵部位，為了確保巷道的長期安全與穩定，決定在巷道拱頂中部每隔2.7m（三排錨桿）安設一排規格為Ф15.24×7000mm的錨索，采用“三花”布置（即對于任意相鄰的兩排錨索，其中一排布置一根錨索位于頂板中部，另一排布置兩根錨索位于頂板兩側，水平投影間距為2000mm）。每根錨索采用CK2350、K2350和Z2350三種速度的樹脂藥卷各一卷進行錨固，安裝預緊力不低于100kN，不高于120kN。錨索托盤為300mm×300mm×300mm的方形鋼板，中部孔徑為16.5mm。表4-2-1主要掘進設備配備表序號設備名稱設備型號功率kw單位數量備注1氣腿式鑿巖機7655臺2打炮眼用2局部通風機FBD—No6/3011臺43風煤鉆MQS-50/1.7臺24調度絞車JD—2.52.5部25探水鉆ZDY—6504臺26小水泵KWQX15—18—1.51.5臺27掘進機EBZ—4545臺18刮板輸送機30、40臺39帶式輸送機STJ80/40臺210錨桿鉆機MQT—120臺411抽放鉆機ZDY—6505.5臺212混凝土噴射機PZ—5（B）K—J5.5臺2二、工藝流程：掘進工作面巷道炮掘施工方式：采用MQS-50/1.7型風動鉆機打眼，使用3#煤礦用乳化炸藥，雷管使用毫秒延期雷管前五段，采用大串聯全斷面一次起爆成型的方法，其工藝流程如下：交接班——安全檢查——打眼裝藥——放炮通風——安全檢查——臨時支護——裝運煤矸——錨桿支護，依次循環。三、作業方式：采用“三八制”正規循環作業方式,一班準備作業方式，每小班確保1個循環，循環進尺2.6米，日進尺5.2米。第五章礦井通風與安全技術第一節選擇礦井通風系統一、礦井通風計算本礦利用主立井進風，副斜井回風，通風方式采用中央并列式機械抽出式通風。根據《煤礦安全規程》規定，礦井需要的風量應按下列要求分別計算，并選取其中最大值。1、按井下同時工作的最多人數計算，每人每分鐘供給風量不得小于4m3。Q礦=4·N·K礦N——井下同時工作的最多人數，66人；K礦——礦井通風系數，取1.25。則Q礦=4×66×1.25=330m3/min2、按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量的總和計算，各地點的實際需要風量，必須使該地點風流中瓦斯、二氧化碳、氫氣和其他有害氣體的濃度，風速、溫度以及每人供風量符合(煤礦安全規程》有關規定。Q礦=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它)·K礦式中：∑Q采——采煤工作面實際需要風量的總和，m3／s；∑Q掘——掘進工作面實際需要風量的總和，m3／s；∑Q硐——硐室實際需要風量的總和。m3／s；∑Q其它——礦井除了采煤、掘進和硐室地點外的其它井巷需要進行通風的風量總和，m3／s。(1)采煤工作面實際需要風量計算①按瓦斯涌出量計算根據礦井瓦斯鑒定檢測結果，預計本工作面瓦斯絕對涌出量為5.2m3/min，二氧化碳絕對涌出量為0.75m3/min—0.83m3/min，二氧化碳絕對涌出量（取0.83）與瓦斯絕對涌出量（取5.2）比值為0.13，小于1.5，故按瓦斯涌出量計算風量。以采煤工作面回風巷瓦斯濃度不超過1％為標準，且應低于最高風速4m／s。Q采=100×q采×K采式中：K采——采煤工作面瓦斯涌出不均勻的風量備用系數，取1.4q采——采煤工作面絕對瓦斯涌出量，5.2m3／min。則Q采=100×5.2×1.5=780m3／min②按工作面溫度計算Q采=60×V×S采V——采煤工作面適宜風速，取V=1.0m/s；S——采煤工作面平均斷面積S=（3.06+2.26）÷2×2.5×0.85=5.65m2則：Q=60×1.2×5.65=406(m3/min)③按采煤工作面同時工作最多人數計算Q=4NN——采煤面同時工作的最多人數(26人)Q=4×26=104(m3／min)根據以上計算，取最大值Q采=780m3/min④按風速驗算V=Q采÷S÷60 式中：S為工作面最大、最小斷面積，其中S最大=L大×H×K面=3.06×2.4×0.85=6.24m2S最小=L小×H×K面=2.26×2.4×0.85=4.61m2則：V最大=Q采÷S最小÷60=780÷4.61÷60=2.81m/sV最小=Q采÷S最大÷60=780÷6.24÷60=2.08m/s根據《煤礦安全規程》第101條規定：工作面風速應大于0.25m/s，小于4m/s，可見風速驗算合格，所以工作面計劃配風量取780m3/min。(2)掘進工作面需風量①按瓦斯涌出量計算Q掘=100×q×kQ掘——掘進工作面實際需風量(m3/min)q掘——掘進工作面平均絕對瓦斯涌出量，0.24m3/minK——風量系數，取k=1.7則：Q掘=100×0.24×1.7=40.8m3/min②按炸藥量計算按每公斤炸藥爆破后稀釋炮煙所需的新鮮風量為500m3計算Qd=Ad×500／t=11.5×500／30=192m3/minAd—掘進工作面一次爆破使用的最大炸藥量；t—爆破后稀釋炮煙的通風時間，min，取30min；③按人數計算Q掘=4NN——每個掘進工作面同時工作的最多人數Q掘=4×20=80m3/min取Q掘=200m3／min初選局扇型號為FBD—No6/30型，功率1lkw。按風速驗算：有瓦斯涌出的巖巷、半煤巖巷和煤巷Qd≥60×0.25sd=60×0.25×11.48=172.2m3/min按煤礦安全規程規定驗算最大風量：Qd≤60×4sd=60×4×11.48=2755.2m3/minsd—掘進工作面的最大斷面積；⑤按上述條件的最大值，再按配置獨立通風（非串聯）局部通風機臺數和型號的額定吸風量總和計算：Qd=∑Qaf×kaf=（200＋200）×1.43=572m3/min∑Qaf—局部通風機額定風量，m3/min；kaf—防止局部通風機產生循環風量備用系數，取1.43；172.2m3/min＜572m3/min＜3043m3/min根據以上風量計算Q=572m3/min＞172m3/min，安裝一臺5.5KW對旋風機和11KW風機即可滿足工作面風量需要。(3)獨立通風硐室風量井下消防材料庫和采區變電所為獨立通風硐室,每個獨立通風硐室按Q=60m3/min配風，則其它巷道風量Q硐=280m3／min(4)礦井需要風量∑Q礦=k(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)K——通風系數，取1．25則：∑Q礦=1．25×(780+572+280)=2040m3/min(三)礦井通風負壓及阻力1、礦井通風負壓采用下式計算：H=∑a*L*p*Q2／S3+h局式中：h——礦井通風總阻力，mmH20；a——井巷摩擦阻力系數，kg．S2／m4：L——井巷長度，mP——井巷凈斷面周長，mS——井巷凈斷面面積，m2Q——通過井巷的風量，m3／s：h局——局部阻力，h局=15％*h，mmH20。礦井通風容易時期和困難時期的最大負壓各以最長風路逐段井巷的摩擦阻力加上礦井井巷局部阻力計算，礦井通風容易時期和困難時期風壓為hmin=68mmH2O，困難時期為hmax=88mmH2O。2、礦井等積孔計算礦井等積孔采用下式計算A=0.38Q／h0.5式中：A——等積孔，m2Q——風量，m3／s；h——風壓，mmH20。①、礦井通風容易時期：A1=(0.38×27)／681／2=1.24(m2)②、礦井通風困難時期：A2=(0.38×27)／881/2=1.09(m2)經計算，礦井初期和后期通風等級孔均大于1m2，所以前后期通風屬容易。二、礦井通風設備礦井通風設備是指主要通風機及電動機。選擇礦井通風設備的要求如下：1、礦井必須安裝兩套同等能力主要通風設備，其中一套備用。2、通風設備應滿足第一開采水平各個時期工況變化，并使通風設備長時期高效率運行。當工況變化較大時，應根據礦井分期時間及節能情況分期選擇電動機。3、通風機能力應留有一定的余量，軸流式通風機在最大設計負壓和風量時，輪葉運轉角度應比允許范圍小50；根據計算礦井生產時所需風量為27m3/s,通風容易時最小阻力677Pa,通風困難時最大工作阻力1805.59Pa。風機工況點所需功率計算如下：N=式中:K——電動機能力備用系數，取1.15Q——通風機運轉點風量，m3／s；H——通風機運轉點負壓，Paη——通風機運轉點效率。ηc——機械傳動效率。取0.98初期：Nmin==37.15KW后期：Nmax=50.32KW計算選取電動機功率2×110KW.礦井選用兩臺型號為FBCDZ—№17對旋式軸流通風機，選用電動機功率2×110KW。2080m3/min，礦井總回風量達2172m3/min，礦井有效風量率為92%，礦井總等積孔為1.31m2。三、通風設施、防止漏風和降低風阻的措施1、礦井通風主要設施在主井和副井井筒之間聯絡巷中布置有正反向各兩道風門，在采區巷道中分別設有常開風門、常閉風門、風橋、調節風門等，在廢棄舊巷道中，設有永久密閉，在工作面聯絡巷道設有臨時密閉等通風設施。在運輸大巷中安設調節風門，以控制通風風量。在主要巷道、工作面進、回風巷均建立測風站，以便正確測定風量。2、防止漏風和降低風阻的措施①通風設施、密閉、風硐、風道等地面建筑需嚴實，經常檢修，以防漏風。②各進、回風聯絡巷中的風門、風窗、調節風門及風橋等通風設施要經常維護，保持完好，經常檢查風門的關閉情況。③盡量減小局部阻力，開掘巷道時積極采用光爆技術，主要進、回風巷道中不要長期堆放物料和存放礦車。四、礦井總風量調節1、當礦井(或—翼)總風量不足或過剩時，需要調節總風量，也就是調整主通風機的工況點．采取的措施主要有；改變通風機的工作特性，或改變礦井風網的總風阻．2、改變主通風機的工作特性．礦井主通風機是礦井通風的主要動力源．通過改變主通風機的葉輪轉速、軸流式風機葉片安裝角度和離心式風機前導器、葉片角度等措施，可以改變通風機的風壓特性，從而達到調節系統總風量的目的．3、改變礦井總風阻主要有兩種措施：1）風硐閘門調解法．通過改變閘門的開口大小可以改變風機的總工作風從而可以調節風機的工作風量．2）當礦井風量不足時，如果能降低礦井總風阻，則不僅可增大礦井總風量，而且可以降低礦井總阻力。礦井總風阻不僅與礦井最大阻力路線上的井巷的風阻有關，而且與井巷所構成的風網結構有關．因此，降低礦井總風阻一方面應降低礦井最大阻力路線上的各井巷的風阻，另一方面還應改善風網結構，為此應合理分配接替和用風地點配風，盡量縮短最大阻力路線的長度，避免在主要風路上安裝調節風窗，等等．五、礦井通風費用的其它構成礦井通風費用除包括主扇風機耗用電費外，還包括通風設備及維修折舊費，通風材料消耗費用，工作人員工資費用，專為通風服務的井巷工程工程折舊及維護費等。礦井設計主要技術經濟指標序號指標名稱單位指標備注1井田范圍東西寬km0.9-2.8南北長km1.9井田面積Km23.23542煤層3號煤層厚度m3.7515號煤層厚度m1.72煤層傾角度393資源儲量保有地質儲量kt15880.4工業資源儲量kt15880.4設計儲量kt8039.1設計可采儲量kt8039.1煤種無煙煤4礦井設計生產能力年產能力kt300日產能力t8575礦井服務年限年206井田開拓方式立斜開拓7大巷運輸方式帶式輸送機8回采面個數個19掘進面個數個19采煤方法高檔炮采一次采全高輸送機SSJ—8010主立井提升設備雙鉤罐籠2JTP1.6主要通風機FBCDZ-NO172臺主要排水泵100D——45×63臺壓風設備2臺11在籍人數260噸煤投資108.24原煤生產成本108.27第二節安全生產技術措施一、威脅礦井生產安全的因素影響本礦安全的主要因素有：礦井瓦斯、斷層、礦井涌水以及頂板等主要因素。本礦屬于高瓦斯礦井，但是多年的生產實踐表明，高瓦斯礦井如果技術措施不力，管理不善，就會發生瓦斯爆炸。另外，隨著開采深度的增加，產量增大，瓦斯涌出量也可能增大，而且鄰區石門溝煤礦為煤與瓦斯突出礦井，礦方在生產中要及時檢測瓦斯涌出量變化情況，制定完善的瓦斯防治措施，嚴格管理，防患于未然。二、災害預防措施（一）預防瓦斯爆炸的措施l、要嚴格礦井通風管理，各用風地點的風量必須嚴格控制，達到設計所要求的風量。礦井通風必須做到有效穩定，采掘工作面和生產巷道中瓦斯濃度必須嚴格控制在規定時間內，并要及時處理積存的瓦斯。2、配備專職瓦斯檢查員，安設瓦斯自動檢測報警斷電裝置。3、瓦斯員嚴格執行瓦斯巡回檢查和請示匯報制度，發現異常問題，及時進行匯報處理。4、下井人員一律配帶礦燈和自救器，禁止明火作業，采用隔爆型電氣設備。5、必須使用礦用安全炸藥，井下放炮要實行“一炮三檢”制度和“三人聯鎖”放炮制度。6、加強通風管理，完善通風設施。7、掘進巷道必須實行“三專兩閉鎖”，局部通風機實現“雙風機、雙電源”自動切換功能。8、防止瓦斯災害事故的擴大，在井下主要地點設置隔爆水棚，防爆門，扇風機能及時反風。9、加強日常的安全監測工作，制定行之有效的崗位責任制。（二）預防煤塵爆炸的措施1、采煤工作面配備煤層注水設備，預濕煤體，降低煤塵發生量。2、掘進工作面采用濕式鉆眼、沖刷巷幫、水炮泥、放炮噴霧、凈化風流、灑水裝煤(巖)等綜合防塵措施。3、井下設有灑水防塵管路系統，對產塵量大的設備置，對產塵量大的地點配置了自動灑水設施。配置了噴霧灑水裝置。4、嚴格控制進、回風巷道的風速，以減少煤塵飛揚。5、井下巷道應定期沖洗、清理，并噴灑石灰水。6、配備一定數量的防塵安全帽，對掘進工作面人員進行個體防塵。7、井下所有局扇均需安設除塵器。8、配備粉塵采樣器，在生產期間可及時測定粉塵濃度，井將粉塵濃度控制在允許范圍之內。（三）預防井下火災的措施1、主要大巷采用砌碹或錨噴支護，噴后的空隙和冒落處必須采用不燃