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矿井通风安全实习报告范文
一、实习目的综合、巩固和运用所学的全部知识，特别是本专业的理论知识和课程实践，通过参加实际工作，了解和掌握本专业的基本知识，锻炼学生分析问题和解决问题的实际能力。2、毕业实习要为毕业论文做准备、打基础。因此，根据现场情况，充分收集与毕业设计有关的全部资料和信息(包括文字、图纸、图表、数据等)。了解本专业的工作环境，熟悉本专业的工作流程和工作任务，虚心向一线工程技术人员学习，为今后的工作打下坚实的基础。
二、矿井概况
山西阳城***煤业有限公司，创建于2007年7月18日，由原固隆乡***煤矿和***煤矿通过资源整合而成，注册资金5210万元。该公司主要开采沁水煤田3# 煤层，井田面积3.8597㎞2，地质储量3019、42万吨，可采储量2186、93万吨，生产规模为90 万吨/年，矿井服务年限17、1年。
该公司生产的原煤具有发热量大、含硫量低、灰份低的特点，深受广大用户的欢迎，共有中碳、粒度、小粒度、沫煤4个品种，是冶金、煤化工、电力的首选产品，产品主销河南、安徽、江苏等地。
该公司先后被省、市、县认定为“文明生产矿井”“模范矿井”“山西省质量标准化二级矿井”“先进集体”“AAA级信用度企业”“山西省重合同，守信用企业”。
三、煤田地质情况
(一)区域地质
山西省地处华北古板块内部。根据《山西省区域地质志》按断块构造学的划分方案，晋城矿区位于华北断块区吕粱—太行断块沁水盆地南缘，太行经向构造体系的复背斜南段西翼。
沁水盆地是山西省最大的四级构造单元，总体呈北北东向展布，沁水煤田的范围大致与沁水盆地范围相当。沁水盆地是一个被断裂包围的断块，主体部分出露二叠系和三叠系，周边翘起，出露下古生界地层。沁水盆地形成于中生代，是受水平挤压形成的凹陷。相对周边构造单元而言，沁水盆地比较稳定，变形强度由边缘向内部减弱。盆地主体部分发育开阔的北北东向短轴褶曲，两翼岩层倾角一般小于20°，边缘断层多为逆冲性质，尤其是东西两侧均向外侧逆冲，显示了水平挤压的特征。
沁水盆地东侧以晋(城)—获(鹿)断裂带与太行山隆起相接，该断裂带是一条区域性的大断层，省内延伸超过320km，总体走向北北东。有迹象表明，晋获断裂带生成时间较早，中生代燕山运动中又有活动，表现为由西向东位移的逆冲断裂带。由于变形强度的差异，尤其是后期隆起剥蚀和改造的差异，晋获断裂带表现为分段特征。黎城以北基岩露头区，逆断裂保存完好，变质基底逆冲于下古生界之上。黎城以南线形构造仍十分清楚，南段庄头断层至晋城之间出露为由古生界组成的线形褶皱，而白马寺断层即是其组成部分。
本井田位于沁水煤盆地南缘，太行经向构造体系的复背斜南段西翼。居新华夏系第三隆起带(太行隆起)，与秦岭纬向构造带的复合部位。这些不同时期、不同方向应力的叠加作用，形成了现存的构造形迹。新华夏系构造控制本区的构造格局，井田构造形态与其密切相关。
区域地层为古生界奥陶系中统 ;石炭系;二叠系;新生界第三系;第四系。
(二)区域含煤特征
区域含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，不同的聚煤环境，形成了不同的岩性组合、岩相特征，含煤性也存在有较大的差异性。
太原组为一套海陆交互相含煤地层，含海相灰岩4～5层、含煤8～9层，编号自上而下为5、7、8、9、10、11、12、13及15号，其中15号煤层为区域内稳定可采的煤层，其余煤层均不稳定、不可采，煤层平均总厚度6.59m，本组地层总厚度65.94～119.14m，平均95.9m，含煤系数6.87%。其中可采的15号煤层厚度2.50m，可采含煤系数2.61%。
山西组为一套陆相含煤地层，含煤1～3层，编号自上而下为1、2、3号，其中3号煤层为全区稳定可采煤层，其余为不可采煤层。含煤总厚度4.10～4.97m，平均厚度4.46m，本组地层平均总厚度50.8m，含煤系数8.78%。
区域地层山西组、太原组含煤地层平均总厚146.7m，煤层平均总厚度11.05m，含煤系数7.53%。
(三)井田内构造
矿井位于晋获褶断带西侧，受区域构造的影响，井田内发育北北东向、近东西向的断裂构造，地层总体走向北西向，向北东倾伏，为一单斜构造，倾角较缓，一般为3～12°，界内未发现环形陷落柱和岩浆活动，界外也未发现构造异常现象，总体构造属简单类型。
断裂构造：
F1：展布于井田西部，走向北东东—北东向，穿越整个井田，断层倾向南东，倾角70°，断距约20m，正断层。本断层为区域大断层(寺头断层)在井田内的延伸。
F2：展布于井田外北部，距离井田边界最近处约40m，走向北西西—东西向，断层倾向北，倾角70°，断距约80m，正断层。本断层为区域F350断层在井田附近的延伸。
F3：展布于井田北中部，走向近东西向，穿越整个井田，断层倾向南，倾角70°，断距约60m，正断层，本断层为区域F351断层(献义断层)在井田内的延伸。
F4：展布于井田东南部，走向北东东向，穿越整个井田，在井田南部渐变为近南北向，断层倾向东，倾角70°，正断层。据《阳城矿区上黄崖井田精查勘探地质报告》，本断层为F353断层在井田内的延伸。
(四)含煤地层
井田内含煤地层主要为二叠系下统山西组(P1s)和石炭系上统太原组(C3t)，依据上黄崖井田精查报告资料，现分述如下：
1、二叠系下统山西组(P1s)
该组为一套陆相碎屑岩含煤沉积，主要可采煤层3号煤发育于其中的下部。3号煤层上部以灰色中细粒砂岩及灰黑色粉砂岩、泥岩组成，夹0～2层不稳定的煤线，3号煤层下部至太原组顶界主要为黑色泥岩、灰黑色粉砂岩及灰色细粒砂岩组成，平均厚13.2m。3号煤层厚 2.84～4.58m，平均厚4.20 m。
2、石炭系上统太原组(C3t)
根据其岩性组合特征自下而上可分为三段：
下段(C3t1)
自K1石英砂岩底至 K2石灰岩底，厚 7.64～16.04m，平均12.40m。由K1石英砂岩、粉砂岩、泥岩、铝土质泥岩和15号煤层组成，局部发育一层石灰岩，不稳定。15号煤层平均厚2.50m，为全区稳定可采煤层之一。
中段(C3t2)
自K2石灰岩底至K4石灰岩顶，厚18.1～38.2m，平均28.3m。本段主要由K2、K3、K4石灰岩与泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩及11号、12号、13号层组成。K2 石灰岩厚8～12.0m 平均10.2m，为全区最稳定之石灰岩，含煤方解石条带及隧石结核。K3石灰岩厚0～8.3m，平均3.20m，K3石灰岩为13号煤层直接顶板，K2～K3石灰岩之间厚度一般7.80m，由细粒砂岩、粉砂岩和泥岩组成。13号煤层层位稳定，为不可采煤层。K4石灰岩厚 0～0.40m，平均0.20m，为11号煤层直接顶板，该石灰岩层位稳定。K3～K4石灰岩层之间厚一般为6.9m，以中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及11号、12号煤层组成。11号、12号煤层为不稳定的不可采煤层。
上段(C3t3)
自K4石灰岩顶至K7砂岩底，厚40.2～64.9m，平均54.3m。由中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩、K5石灰岩及5号、7号、8号、9号煤层组成，常以方解石条带充填。K4～K5石灰岩之间厚一般为28.3m，主要以粉砂岩和7号、8号、9号煤层组成。7号、8号煤层为不稳定的不可采煤层，9号煤层为稳定不可采的薄煤层，厚0.40～0.50m，平均厚0.50m。K5石灰岩～K7砂岩厚一般为22.5m，主要以泥岩、粉砂岩、细粒砂岩及5号煤层组成，顶部厚层状泥岩中含菱铁矿结核，5号煤层为不可采的稳定煤层。
(五)可采煤层
井田内可采煤层为山西组的3号煤层及太原组的15号煤层，分述如下：
3号煤层：位于山西组下部俗称“香煤”，煤层厚度2.84～4.58m，平均4.20m。稳定可采，煤层结构简单，一般见夹矸0-2层(厚度0.02-0.50m)，部分无夹矸，煤层顶板为粉砂岩，底板为黑色泥岩。
可采煤层一览表
| 含煤地层 | 煤层编号 | 煤层厚度（m） | 煤层间距（m） | 煤层结构 | 顶板岩性 | 底板岩性 | 煤层稳定程度 | 备注 | |
|
最小-最大 平均 |
最小-最大 平均 |
矸石 层数 |
类别 | ||||||
| P1s | 3 |
2.84-4.58 4.20 |
68.3-118.3 95.8 |
0-2 | 简单 | 粉砂岩 | 泥岩 | 稳定 | 一型 |
| 15 |
1.64-3.14 2.50 |
0-2 | 简单 | 石灰岩 |
泥岩 铝土泥岩 |
稳定 |
一型 |
||
三、煤矿生产系统实习
(一)运输系统：
1、运煤系统
矿井现有的大巷、采区主运输方式采用带式输送机直接搭接的方式，将煤炭连续运至井筒带式输送机提升出井;采掘工作面采用刮板输送机和可伸缩胶带输送机搭接运输至采区运输大巷。
矿井设计生产能力为900 kt/a，运煤采用带式输送机，具有运输连续、安全好、管理方便、对巷道坡度适应性好、效率高、提升能力大、运行稳定等优点，现有的带式输送机可以满足生产能力的要求。
2、辅助运输系统
矿井采煤方法为综采，掘进采用普掘，矿井掘进煤在采区汇入主运输系统中。掘进巷道基本为全煤巷，巷道掘进的矸石量很少，采用矸石巷旁充填的井下处理方式，井下的矸石基本不出井，所以辅助运输任务主要是一个回采工作面和两个掘进工作面的材料、设备以及人员的运输，采用目前无极绳绞车和调度绞车接力牵引1.0t系列矿车运输可以满足要求。
矿井所采用的辅助运输系统较为简单，但运输能力有限，辅助运输人员使用较多。
(二)提升系统
1、主斜井提升系统：
主斜井倾角为16.5°，井口至井底煤仓的斜长383 m。安装有一台TD-Ⅱ型带式输送机，带宽800mm，电机功率75KW，提升能力为70T/h。
2、副斜井提升系统：
副斜井倾角为18°，斜长270m，矿车及材料车采用600轨距1t标准矿车，安装有JTP-1.6型绞车一台，电机功率110KW,选用18.5NAT6×7+FC-1700-ZS-224-128.5型钢丝绳。
(三)排水系统
矿井正常涌水40m3/h，最大涌水70m3/h，在井底设有主、副水仓和水泵房，主水仓有效容积350m3，副水仓有效容积150m3。排水管沿副斜井敷设，管路长370m，垂高88.5m，经计算，本矿井采用4DA-8×8型水泵三台，驱动电机为YB系列，2极，660V，37kW，一台工作，一台备用，一台检修。排水采用φ108×4无缝钢管两趟，一趟工作，一趟备用;吸水管采用φ133×4无缝钢管。
(四)供电系统
1、地面供电系统
矿井工业场地10/0.4kV变电所向矿井地面、井下全部负荷供电，其中，通风机房、井下主变电所采用10kV双回路由工业场地10kV变电所供电。副斜井提升机、主斜井带式输送机、生产系统、锅炉房、空气加热室、灯房浴室、二级泵站、调度楼等采用380V双回路由工业场地10kV变电所供电，地面其余配电点：生活污水处理、单身宿舍等采用380V单回路由工业场地10kV变电所供电。以架空和电缆辐射方式供电。供电电缆采用直埋或沿电缆沟敷设方式向各配电点供电。其中：地面变电所低压变压器选择S9-400/10，10/0.4kV ，400 kVA两台，一用一备，负荷率77.8%;高压电缆选用VV22-8.7/10型，低压电缆选用VV22-1000型全塑内钢带铠装电力电缆。架空线选用LGJ钢芯铝绞线。
在工业场地内凡高于15m之建(构)筑物均按三类建(构)筑物防雷设防;变电所内10kV母线设避雷器柜。为防止雷电波侵入，当电缆转换为架空线时，在转换处装设避雷器，避雷器、缘子铁脚、金具等连在一起接地，其冲击电阻不大于30Ω。
为防止雷电波侵入井下，凡露天出(入)井的金属罐道、金属管路及电缆的金属铠装，均需在出(入)井口附近，将金属体作不少于两处的可靠接地。各电气设备之正常不带电的金属外壳、铠装电缆的金属外皮等均通过专用接地线按规程可靠接地。
2、井下供电系统
本矿属低瓦斯矿井，井下变电所内高、低压配电设备的选型，严格遵守《煤矿安全规程》规定及要求，井下主变电所10kV配电装置为BGP40-10型矿用隔爆型高压真空配电装置，660V配电装置为BKD630、430型矿用隔爆型低压馈电开关，变压器为2台KBSG-500/10，10/0.69kV，500kVA 型矿用隔爆干式变压器;采区变电所10kV配电装置为BGP40-10型矿用隔爆型高压真空配电装置，660V配电装置选择矿现有BKD200、430型矿用隔爆型低压馈电开关，变压器选用2台KBSG-500/10，10/0.69kV，500kVA 型矿用隔爆干式变压器，其它配电点控制设备均为矿用隔爆型。40kW以上的用电设备选用矿用隔爆型真空电磁起动器控制，40kW以下的用电设备选用矿用隔爆型磁力起动器控制。
四、回采工艺实习
***煤矿井田内可采煤层为3号煤层，3号煤层为全区稳定可采煤层，位于山西组下部，上距下石盒子组底砂岩(K8)约51 m，下距太原组K5灰岩约27 m，煤层厚2.84～4.58 m，平均厚4.20 m。煤层稳定结构简单，中下部含0～2层泥岩夹矸(0.01～0.5 m)。其顶板为粉砂岩，底板为黑色泥岩。
根据矿井地质报告和本矿开采所揭露煤层的情况来看，煤层赋存平稳，倾角4°～10°，煤层结构简单、层理发育、煤层稳定。按照3号煤层的赋存条件，设计推荐采用综合机械化走向长壁分层开采采煤法，顶板管理方式为全部垮落法。
(一)工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
回采工作面选用MXG-150/350D型双滚筒采煤机，配套SGZ-630/180型可弯曲刮板输送机。采煤机电机功率350 kW，采高1.4～2.6 m。可弯曲刮板输送机电机功率180 kW，运输能力423 t/h。在工作面运输顺槽选用一台SGB-620/40型，电机功率40 kW的刮板转载机搭接一台SSJ800/2×40型可伸缩带式输送机。
(二)工作面顶板管理方式、支护设备选型
工作面采用ZZ2000/14/23型支撑掩护式液压支架，工作面的两个端头采用ZZG2000/14/23型液压支架。支架选型主要考虑如下因素：
1、采高范围1.7-2.2m，故所选择支架最低高度1.4m，最大高度2.3m。
2、考虑该工作面为机采，所选支架顶梁体长度(控顶距)将大于3m，故所选择支架支护强度应大于0.5MPa。
3、由于该矿3号煤层倾角在4°-14°，故所选支架应配置侧调向机构。
根据常规顶板来压强度计算公式，即按4-8倍采高计算顶板来压强度，取8倍采高则：
Pc=8Khcr=8×2.1×2.6=0.437(MPa)
式中：Pc——顶板最大来压强度(初次来压);
hc——平均采高，取2.1m;
r——顶板岩石容重，取2.6t/m3。
由于该工作面配备端头支架且端头支架支护强度相对较低，故以端头支架验算工作面支护强度。端头支架的支护强度为0.53 MPa，远大于顶板最大来压强度。
ZZ2000/14/23型支撑掩护式液压支架技术参数见下表：
| 序号 | 项 目 | 参 数 | 单位 | 附注 | ||
|
1 |
支 架 |
型式 | 四柱支撑掩护式 | 带单侧活动侧护板 | ||
| 高度 | 1400~2300 | mm | ||||
| 支护宽度 | 950~1050 | mm | ||||
| 中心距 | 1000 | mm | ||||
| 初撑力 | 1546 | KN | ||||
| 工作阻力 | 2000 | KN | P＝42MPa | |||
| 支护强度 | 0.53~0.58 | MPa | ||||
| 底板比压 | 1.16 | MPa | ||||
| 泵站压力 | 31.5 | MPa | ||||
| 操纵方式 | 本架 | |||||
|
2 |
立 柱 |
型式（单伸缩） | 前立柱 | 后立柱 | 4个 | |
| 缸径/柱径 | 125/105 | 125/105 | mm | |||
| 行程 | 850 | 850 | mm | |||
| 初撑力 | 386.37 | 386.37 | KN | P=31.5MPa | ||
| 工作阻力 | 500 | 500 | KN | P＝42MPa | ||
| 3 |
推 移 |
缸径/柱径 | 110/70 | mm | ||
| 行程 | 650 | mm | ||||
| 推溜力 | 299 | KN | ||||
| 拉架力 | 178 | KN | ||||
|
序 号 |
设备名称 | 规格型号 | 单位 | 功率（kw） | 数量 | 备注 | ||
| 使用 | 备用 | 合计 | ||||||
| 1 | 双滚筒采煤机 | MXG-150/350D | 台 | 350 | 1 | 1 | ||
| 2 | 可弯曲刮板输送机 | SGZ-630/180 | 台 | 180 | 1 | 1 | ||
| 3 | 刮板转载机 | SGB-620/40 | 台 | 40 | 1 | 1 | 现有 | |
| 4 | 可伸缩带式输送机 | SSJ800/2×40 | 台 | 80 | 1 | 1 | ||
| 5 | 乳化液泵站 | MRB125/31.5C | 套 | 75 | 1 | 1 | ||
| 6 | 喷雾泵站 | WB250/5.5 | 套 | 30 | 1 | 1 | ||
| 7 | 煤层注水钻机 | MYZ-100 | 台 | 15 | 1 | 1 | 2 | |
| 8 | 煤层注水泵 | 5D-2/150 | 台 | 12 | 1 | 1 | 2 | |
| 9 | 煤电钻 | MZ-12 | 台 | 1.2 | 2 | 2 | 4 | 现有 |
| 10 | 调度绞车 | JD-11.4 | 台 | 11.4 | 4 | 4 | 7 | 现有 |
| 11 | 支撑掩护式液压支架 | ZZ2000/14/23 | 架 | 94 | 10 | 104 | ||
| 12 | 支撑掩护式液压支架 | ZZG2000/14/23 | 架 | 6 | 2 | 8 | ||
| 13 | 小水泵 | KWQX18-32-5.5 | 台 | 5.5 | 4 | 2 | 6 | |
根据矿井开拓布置方式、开采范围和采煤方法，工作面布置在大巷一侧，为单一煤层后退式开采，由井田边界向大巷方向推进。
(四)采煤工作面长度、推进度、生产能力及接续关系
设计布置一个综合机械化采煤工作面，长度100 m，每个循环进度为0.63 m，每天割煤六刀，日进度3.2 m，年推进度1060 m。
首采工作面布置在采区运输巷的北侧，根据该矿的实践经验，准备接替工作面采取相邻布置方式。
(五)采区及工作面回采率
3号煤层为厚煤层，则采区回采率取0.75，工作面回采率取0.95。
五、掘进工艺实习
该矿井下共布置有两个大巷掘进工作面，均为普通炮掘工艺，锚网支护，锚索补强，爆破落煤，刮板输送机运煤至采区煤仓。
(一)巷道支护
1、临时支护
(1)采用两根前探梁作为临时支护。每根前探梁用两个吊环与顶板锚杆固定，前探梁采用直径76㎜的厚皮无缝钢管制成，全长3.6m。吊环为20mm厚钢板加工制成的可调节吊环。前探梁最大控顶距离1.6m。
(2)按设计要求爆破出巷道轮廓，先处理顶帮隐患，人工及时穿前探梁，在前探梁上放置长2.7米，厚12公分的专用木横梁，然后再其上敷设钢筋梯和金属网，然后用木板、木楔把木横梁与顶板刹实，并使钢筋梯和顶网紧贴顶板;前探梁与吊环之间用木楔刹紧。
(3)前探梁、吊环每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换;在移动前探梁时，要从外向里在支护完好的情况下进行。
附图:前探梁临时支护示意图 2、永久支护
顶锚杆杆体为φ20mm×2400mm，帮锚杆杆体为φ20mm×2000mm的20MnSi左旋无纵筋螺纹钢，且螺纹段采用滚丝加工;螺母为快速安装防松螺母;螺母与托盘之间必须加垫减摩垫圈。每根锚杆采用1卷CK2335和1卷K2360的树脂锚固剂进行锚固。锚杆安装的预紧力矩不低于120N.m。
轨道大巷的顶板锚杆间排距为800 mm×800 mm，两帮锚杆间排距为700 mm×800 mm，每排布置15根锚杆。
采用直径为12mm的钢筋来制作钢筋梯。轨道大巷的顶板钢筋梯长度3700mm，宽度80mm，限位孔间距800mm。钢筋梯的规格如图所示。
附图：轨道大巷顶板钢筋梯 轨道大巷顶板钢筋梯
巷道顶板和两帮铺设采用10#铁丝编制的网孔尺寸为50mm×50mm的菱形金属网。锚杆托盘采用规格为130mm×130mm×8mm的铁托盘，为了增加围岩的受力面并起到缓冲的作用从而有效维护巷道，还需在铁托盘下加垫一块规格为400mm×200mm×50mm的木托盘。
在锚网梁支护的基础上，在巷道顶板每隔2.4m(三排锚杆)安设一排规格为φ15.24×7000mm的锚索，采用“三花”布置(即对于任意相邻的两排锚索，其中一排布置一根锚索位于顶板中部，另一排布置两根锚索位于顶板两侧)。每根锚索采用一根CK2335、两根K2360的树脂药卷进行锚固，安装预紧力不低于100kN，不高于120kN。锚索托盘为300 mm×300mm×18mm的方形钢板，其中心孔径为16.5mm。
附图:一采区轨道大巷锚网梁索支护示意图(三视图) (a)正视图 (b)俯视图 (c)右视图
(二)施工方法
该巷道采用光面爆破的方法爆破落煤，锚网支护，SGB-S420/30型刮板输送机运输，FBD-NO.6型2×11KW局部通风机压入式通风。
(三)凿岩方式
1、本施工巷道均采用打眼放炮的方法进行掘进。
2、打眼使用ZQS-50/1.6型气动手持式风煤钻或煤电钻进行打眼。
(四)爆破
巷道所在的岩层为3#煤层，为中硬岩层，均采用楔形掏槽，炸药使用煤矿许用3#膨化硝胺炸药，毫秒电雷管起爆。起爆使用MFd-100型防爆发爆器，连线方式为串联。
(五)装载与运输
装载为自然装载和人工装载，运煤机械使用SGB-420/30T刮板输送机，运料为轨道、矿车运输。
(六)管线布置
1、防尘管路、压风管路和电缆必须悬挂整齐，符合质量标准化要求。
2、在消防洒水主管道上每隔50m设一支管，并加装闸阀和消防快速接头各一只，用于冲洗巷道。
3、电缆悬挂要符合标准要求：不同钩串钩、悬挂点间距不得超过3m;电缆与风、水管敷设在同一帮时，电缆必须在风、水管上方0.3m以上;通信、信号电缆与电力电缆敷设在同一帮时，通信、信号电缆应在电力电缆上方0.1m以上;高低压电力电缆敷设在同一帮时，其间距应大于0.1m，高压电缆之间、低压电缆之间距离不得小于50mm 。
4、压风管路铺设要求：
井下大巷干管每隔100m掘进工作面和回采工作面每隔50米设一个三通阀门，管路采用快速接头连接，应满足行人要求。
六、通风与安全实习
(一)矿井通风系统
根据晋煤安发[2006]205号文《关于晋城市所属煤矿矿井2005年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，***煤矿2005年度3号煤层瓦斯相对涌出量为3.41 m3/t，绝对涌出量1.06 m3/min，二氧化碳(CO2)相对涌出量3.41 m3/t，绝对涌出量1.06 m3/min，经山西省安全生产监督管理局批复，属低瓦斯矿井。
该矿采用中央分列式通风系统，主、副斜井进风，回风立井回风，通风机型号为FBCDZ-NO.15(电机功率为2×45KW)，总进风量1941m3/min，总回风量2040m3/min。
(二)矿井灾害防治及安全装备
(1)预防瓦斯灾害措施
①建立建全矿井通风、瓦斯管理制度，加强一通三防管理，定期测风，合理配风，保证通风连续、稳定、有效。
②严格执行瓦斯检查制度，配备瓦斯检查仪器和专职瓦检员，每班检查必须符合安全规程规定，并真实记录，瓦斯超限，必须及时处理。
③井下爆破作业必须实行一炮三检，三人联锁放炮制度，瓦斯超限，严禁作业，并立即处理。
④建立建全机电设备防爆管理制度，禁止使用失爆机电设备。
⑤禁止矿井无计划的停电停风，严格掘进工作面局部通风机的管理，临时停掘的工作面作到停掘不停风。
⑥严格通风设施管理，采空区、废弃巷道必须严密封闭，并经常检查维护，保证完好有效。
⑦矿井每年必须进行瓦斯等级测定，作好安全管理。
⑧下井人员均配戴自救器。
(2)预防煤尘爆炸的措施
矿井煤尘无爆炸性，为创造良好的作业环境，保证职工身体健康，设计中对煤尘产生和积聚采取了防治措施。(见粉尘综合防治措施)
(3)预防井下火灾的措施
①井下巷道、硐室采用不燃性材料支护，现有木支护的巷道中机电设备硐室均改为不燃性材料支护。
②建全防火管理制度，严格管理井下易爆易燃物品。
③井下设消防管路和消防材料库，配备防灭火器材。
④井下机电硐室设防火栅栏两用门和消防器材。
(4)粉尘的综合防治措施
①采掘工作面采用湿式钻眼，使用水炮泥，爆破前后冲洗煤壁巷帮，爆破时喷雾降尘，出煤时洒水降尘等综合措施。采煤机割煤设有机载喷雾装置。
②井下设有洒水防尘供水管路系统，在易产生粉尘地点及采掘工作面巷道中设喷雾降尘和风流净化装置。
③控制巷道风速，减小粉尘飞扬。定期清扫和冲洗巷道浮尘和对主要巷道刷浆。
④下井人员配备个体防尘防护用品。
(5)预防井下水灾的措施
①矿井副斜井井底一侧设有井下主排水泵房和水仓，采掘工作面设有移动式小水泵，在可以自流的巷道中设有水沟，采区涌水通过小水泵、巷道水沟排至井底水仓由井筒管路排至地面。
②井下主排水泵房、主变电所的通路中设防水密闭门，保证水患时设备正常工作。
③矿井断层较多，构造较复杂，采掘工作面应采取“有疑必探，先探后掘(采)”的原则，该矿已有两台探水钻，以供必要时使用。
④矿井留设的井界、断层、采空区等安全煤柱不得破坏，要掌握采空区积水状况，防止水患发生。
(6)井下安全监控设备选型、布置及自救器装备
矿井配备了KJ83N型安全生产监测监控设备和系统，对井上下主要作业场所的甲烷进行监控，并实现采掘工作面瓦斯电闭锁，掘进工作面风电闭锁;对主要安全设备如主扇、局扇、胶带输送机、风门、水泵进行开停状态监控;对输送机进行CO进行监测;以上监控均实现声光报警。
入井人员每人配备一台过滤式自救器，并留有5%～10%的备用量。
(7)矿山救护
该矿与晋城市军事化矿山救护大队已签有“矿山应急救援协议书”，当矿井发生灾害时能够得到应急救护。
七、实习总结
通过在该矿井的全面实行，让我在学校所学习的理论知识与煤矿实际生产进行了磨合，加深了自己的技能，拓宽了知识面，为将来的社会生活提供了基本保证。
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