前 言
为了巩固矿井通风与安全专业课堂教育各科目基础理论和基本技术学习成果，培养理论与实际相结合能力，掌握现场基础知识和锻炼基本技能，我们进行了此次毕业前期实习活动。
实习时间：20##年6月
实习地点：山西阳城清池煤业有限公司
实习内容：矿井通风与安全有关情况
报告名称：通风与安全工程实习报告
第一章 矿 井 概 况
第一节 矿井基本情况
一、地理位置及交通条件
(一)交通条件
山西阳城清池煤业有限公司行政区划隶属阳城县演礼乡管辖，该矿位于阳城县演礼乡清池村西北，井田东邻泽腰煤矿、尚礼煤矿，西邻梁庄煤矿、府底煤矿，东北部与石门治煤矿相邻。其井田地理坐标为：东经112º19'04"~112º20'05"，北纬35º31'30"~35º32'51"。井田面积约3.2354km2。该矿位于阳城县西北方向11km处，距晋韩公路10km，距晋阳高速公路16km，东距侯月铁路线阳城站16km，南距阳云公路2km，地理位置优越，交通运输条件便利。
(二)地形地貌
该井田地处太行山南端，地貌划属为侵蚀山地，以低山丘陵为主，区内沟谷发育，大部分为黄土覆盖，总体北高南低，最高点位于井田东北部的山头，标高886.6m，最低点位于井田南部边界，标高为720.0,相对差166.6m。该区域属黄河流域沁河水系获泽河支流。井田内无常年性河流和大的地表水体，雨季降水沿沟谷向南自然排泄，获泽河经井田外南部呈北西-南北向流过，至县城西南入南大河，最后在北留镇南庄村附近注入沁河。
二、矿区的地形与气象
该井田属温带大陆性气候，一年内四季分明，夏季午间较热，早晚凉爽，雨季降水充沛，冬季寒冷少雪，春季风多雨少。年平均降水量658.7mm，最大年降水量为891.2mm，最小为412.5mm，7~9月份降水量最大，约占全年的70%；平均年蒸发量为1578.7mm，最大为4~8月，占全年的62%，基中4~6月份占全年的41%。风向冬春季多西北风，夏季多为东南风，风力一般为3—4级。
第二节 井田地质特征
一、地质情况
该井田内多为黄土覆盖，零星出露有二叠第上统石盒子组地层和山西组地层。现结合矿井实际揭露及钻孔资料，由老到新地层沉积有；奥陶系中统峰峰组（o2f);石炭系中统本溪组（c2b)；石炭系上统太原组（c3t)；二叠系下统山西组（p1s);二叠系下统下石盒子组（p1x);二叠系上统上石盒子组（p2s);第四系中更新统（Q2）、上更新统（Q3）、全新统（Q4）。现依次叙述如下：
1、奥陶系中统峰峰组
岩性以深灰、青灰色中厚层状石灰为主，夹有少量薄层泥岩和钙质泥岩。上部含泥质高，顶部常因铁质浸染呈淡红或褐红色。下部夹灰色白云质赤岩，中下部灰岩裂隙，溶洞发育，裂隙多被方解石充填。厚度约为100m。
2、石炭系中统本溪组
主要由浅灰色铝土泥岩、灰色砂岩、灰黑色泥岩及深灰色岩组成，含不稳定煤线，底部为山西式铁矿，但发育不好。全组厚度0~14.92m，平均厚7.46m，与下奥陶系呈平行不整合接触。
3、石炭系上统太原组
连续沉积于下伏本溪组之上，为井田主要含煤地层之一，岩性主要由深灰~灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、灰色中细粒砂岩和5~6层海相石灰岩及4~9层煤层组成。灰岩以下部K2、K3石灰岩发育较好，为良好标志层，所含煤层仅底部15#煤为可采煤层。本组底问好为一层浅灰色细粒砂岩（K1），有时相变为粉砂岩、砂质泥岩，本组厚度74.74~96.58，平均75.67m。
4、二叠系下统山西组
下下伏太原组呈连续沉积，为井田主要含煤地层之一。上部岩性为灰色中细粒砂岩、深灰~灰黑色泥岩、粉砂岩间灰色细粒砂岩及1~2层煤层，其中3#煤层为全区稳定可采煤层。底部为一层灰色中粒砂岩（K7），本组地层厚度40.46~45.40m，平均42.93m。
5、二叠系下统下石盒子组
为一套砂岩与泥质岩交互沉积。上部为灰色细砂岩与深灰泥岩、砂质泥岩互层，底部为一层灰白色中~细砂岩（K8），顶部多为一层浅灰色铝质泥岩，夹有褐黄、淡紫等杂色斑块。本组与下伏山西组呈整合接触，全组地层厚度59.66~87.32m，平均73.49m。
6、二叠系上统上石盒子组
连续沉积于下石盒子组之上，井田北部有小片出露，根据岩性特征，可划分为在段，井田范围仅分布其中下段。
（1）第一段即下段（P2S1）
上部岩性为黄绿色中、细粒砂岩和杏黄色粉砂岩、砂质泥岩及泥岩互层，夹有薄层泥岩、砂质泥岩，底部为一层黄绿色厚层中砂岩（K10），本段厚度109.70m。
（2）第二段即中段（P2S2）
井田北部边界附近有小片出露，岩性主要由黄绿色细——粗料砂岩夹杏黄、紫红色泥岩、砂质泥岩组成，底部以一层黄绿色含砾粗砂岩（K11）与第一段分界，井田范围残留厚度107.60m。
7、第四系（Q）
广泛分布于井田内。中更新统（Q2）地层岩性主要由黄土和同代冲积层组成，黄土多分布于梁坡之上；上更新统（Q3）地层主要为灰黄色亚砂土和棕结色亚粘土，夹砾石层及钙质结核。与下伏基岩呈现不整合接触。（Q2+Q3）厚0~20m，平均厚7.11m。全新统（Q4）现代冲积层分布于均谷中，主要为砂、砾石堆积，全组厚0~10m，平均5.00m。
二、含煤地层
该井田内含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。现分述如下：
一、太原组（C3t）
为一套海陆交互相含煤建造，岩性主要由灰——灰黑色砂岩、泥岩、石灰石和煤层组成。地层平均厚度75.67m。井田范围地层厚度变化趋势为中部稍厚，向四周变薄，但变化幅度不大。本组共含石灰岩5~6层，自下而上依次为：k2、k3、k4下、k4上、k5和石灰岩，其中以下部k2、k3、灰岩发育最好，平均厚度分别达8.26m和3.20m，顶部k6灰岩发育最差，局部有缺失现象，其余灰岩平均厚度在0.94~2.47m左右。
太原组共含煤4~9层，自上而下分别为5、7、8、9、10、11、12、13和15#煤层，其中除15#为全区稳定可采煤层外，其余均属极不稳定的不可采煤层。
本组地层沉积旋回结构明显，海陆相沉积交替出出，特别是地层普遍发育的石灰岩为煤层对比提供了良好标志，如5、7、9、11、13、15#煤层，分别直伏于k6、k5、k4上、k4下、k3和k2石灰岩之下，上覆石灰岩即为各煤层直接顶板。而8、10、12#煤层则分别赋存于k5和k4上之间，k4上与k4下之间，k4下与k3之间，沉积规律十分明显，易于对比。
二、山西组
为一套陆相碎屑岩含煤沉积，岩性主要由灰——灰黑色砂岩、泥质和煤层组成，地层平均厚度42.93m，井田范围不大。
本组上部为灰色中-细粒砂岩与深灰-灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩互层，夹二层煤线，相对砂岩较为发育，下部则以灰黑色泥岩、砂质泥岩为主，夹有灰色中细砂岩和煤层，底部以一层灰色中粒砂岩（k7）与下伏太原组分界。
山西组共含煤层0~3层，自上而下依次为1、2、3#煤层，其中除3#为全区稳定可采煤层外，其余均属极不稳定的不可采煤层。
3#煤层在区域内分布稳定，对比可靠。9#煤层层位稳定，区内不可采，但作为标志层，层位较稳定，下距K4灰岩不远：15#煤层区域稳定可采，层位稳定，其顶板K2灰岩厚度大且分布稳定；其它各煤层厚度，分布层位以及各标志层的间距稳定，对比度较可靠。
3号煤层：位于山西组地层下部，煤层厚度3.00～4.49m，平均3.75m。煤层层位稳定，厚度变化不大，煤层结构简单，北部区段不含加矸，夹矸厚度大都在0.05～0.30m左右，煤层顶板多为灰黑色砂质泥岩，底板为黑色泥岩。
15号煤层：位于太原组底部，煤层厚度2.15～2.39m，平均2.31m，煤层层位较为稳定，厚度变化不大，煤层结构大部分简单，局部较复杂，煤层下部含一层薄泥岩夹矸，中下部含有2层薄泥岩夹矸，煤层顶板为K2石灰岩，有时灰岩下有黑色泥岩伪顶，煤层底板为灰黑色泥岩。
煤层厚度及赋存层位一览表
三、井田内煤系地层的主要地质构造
阳城矿区位于沁水煤田南端，受区域影响，井田总体呈一走向东西，倾缶北的单斜构造。倾角一般5º~10º。局部受断层等影响，可达15º左右。
井田范围断裂构造较为发育，根据地表露头和生产矿井巷道揭露，特别是通过山西省业炭地质公司地测队布设纵横4条地震剖面进行探测和野外矿井地质调查工作，基本查明井田范围较大断层的发育情况，分述如下：
1、F314断层
位于井田北部边界附近，呈近东西向延伸，北盘（上盘）下降，南盘（下盘）上长的正断层。在井田范围延伸长度达到2650m，该断层在土门腰村北侧沟头和胡凹沟南侧沟心均有断点出露，断层走向北70º西，倾向北东，倾角70º，垂直落差17m。
2、F351断层
发育于井田中部，亦呈近东西延伸，为南盘（上盘）下降，北盘（下盘）上升的正断层。该断层由西界外延入井田，延伸长度1700m，于井田东界附近趋于消失。在井田东部石门沟山梁南侧可见此断层地面痕迹，断层走向北55º西，倾角70º，落差17m左右。
3、F334断层
发育于井田东南部，由井田东北边界外以北东—南西方向延入本井田，清池煤矿旧井巷道中多处遇该断层，断层走向为北40~50º东，倾向北西，为北西盘（上盘）下降，南东盘（下盘）上升的正断层。区内断层落差30m。
第三节 煤层基本情况
一、煤层
3号煤层厚度3.00～4.49m，平均3.75m。煤层层位稳定，厚度变化不大，煤层结构简单，北部区段不含加矸，夹矸厚度大都在0.05～0.30m左右，煤层顶板多为灰黑色砂质泥岩，底板为黑色泥岩，开采条件简单。
15号煤层煤层厚度2.15～2.39m，平均2.31m，煤层层位较为稳定，厚度变化不大，煤层结构大部分简单，局部较复杂，煤层顶板为K2石灰岩，有时灰岩下有黑色泥岩伪顶，煤层底板为灰黑色泥岩，开采条件简单。
二、煤层围岩性质
3号煤层直接顶板为灰黑色粉砂质泥岩，汗有泥岩包裹体，易冒落顶板，伪顶为黑色薄层状泥岩，老顶为灰黑色细砂岩，底板为深灰色砂质泥岩；15号煤层顶板为深灰色，质地坚硬，硬度可达七级以上。底板为黑灰色砂质泥岩、铝土岩、粘土岩，一般厚为2.50m，便于管理。
三、煤的性质及品种
(一)煤的物理性质和煤岩特征
3号煤层和15号煤层的物理性质和宏观煤岩特征基本类似，外观均为黑色，条痕呈黑色或褐色，具玻璃光泽或强玻璃光泽，层状构造，贝壳状断口，节理列席比较发育，煤中常可见细晶状或结核状态黄铁矿，比重在1.45~1.67m之间。宏观煤岩类型多属半亮型煤，煤岩成分以亮煤为主，暗煤丝炭次之。
(二)煤的化学性质
3号煤层为低灰、特低硫、特高热值、高熔灰分(ST)、高强度之无烟煤。根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心20##年11月8日对该井田清池煤矿3号煤层原工业分析结果如下：水分(Mad)：1.76%；灰分(Ad)：13.58%；发份(Vdaf)：8.74%；全硫(St.d)：0.42%；固定碳(FCad)：77.48%；焦渣特征：1；发热量（Qgr，d）：30.21MJ/kg。
15号煤层为中灰、中硫、特高热值、高熔灰分、高强度之无烟煤。根据20##年11月14日国家煤及煤化工产品质量监督检验中心于对清池煤矿15号煤层的检验结果：水分(Mad)：1.50%；灰分(Ad)：13.73%；挥发份(Vdaf)： 9.34%；全硫(St.d)：0.41%；固定碳(FCad)：77.04%；焦渣特征：1；真相对密度TRD：1.50。
四、瓦斯、煤尘及煤的自燃
(一)瓦斯
根据阳城县煤炭工业局阳煤发[2008]175号文件—关于转发《20##年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》的通知，本矿瓦斯绝对涌出量8.47m3/min,相对涌出量14.23m3/T,二氧化碳绝对涌出量为1.49m3/min,相对涌出量为2.5m3/T。本矿属高瓦斯矿井。
(二)煤尘及煤的自然发火期
煤尘：根据区域资料和20##年8月2日由国家煤及煤化工产品质量监督检验中心对清池煤煤矿3号煤层取样检验，分析结果：该矿开采的3号煤层、煤尘爆炸样进行的测试，火焰长度0mm, 粉量0％，煤尘无爆炸性。
煤的自然倾向性: 据上述检测中心对3号煤层、煤尘爆炸样式测试的同时，对煤的自燃倾向性也做了测试，吸氧量为1.10cm 3／g，自燃等级为IIl级，倾向性质为不易自燃煤层。
第二章 矿井开拓技术情况
第一节 井 筒 情 况
矿井采用主立井和回风斜井开拓方式。
1）主立井: 主立井直径4.5m，垂深190m，混凝土支护。装备单绳双钩罐笼，担负全矿井提煤、进风等任务，装备梯子间，兼作矿井的一个安全出口。
2）回风斜井：净宽3.2m，净断面8.2m2，倾角22º，斜长520m。表土段采用料石砌碹支护，支护厚度为300mm，基岩段采用锚网喷支护。支护厚度为100mm，担负全矿的回风任务，铺设台阶，兼作矿井的一个安全出口。
以一个水平开采全井田3号煤层，水平标高+578m。
表2-1-1井筒特征表
第二节 巷道布置及支护方式
1、主要巷道开拓：大巷布置形式分别为运输大巷、回风大巷，均沿煤层倾斜方向沿煤层底板平行布置。
2、大巷开拓顺序：运输大巷继续推进，由于主、副风井井筒位于井田的中央，采用中央分列式供风，故在井底形成通风系统后，运输大巷推进中，向西掘进四条顺槽，布置首采工作面。
3、巷道支护方式
巷道的支护方式根据煤层地质力学评估资料，选用锚喷的支护方式是可行的。巷道原则上均沿煤层底板掘进，巷道断面为拱形或矩形巷道，由于巷道服务年限较长，在煤体较破碎的情况下采用锚杆、锚索网、喷射混凝土等支护方式。
顶部支护参数为：锚杆长度为L=2m。锚杆的间排距为0.9m×0.9m，每排布置10根锚杆；锚杆直径为18mm，设计锚杆安装的预紧力矩为120N.m；锚固长度0.9m，每根锚杆采用1卷K2350和一卷Z2350的树脂药卷锚固；金属网采用12#铁丝编制的菱形网，金属网的网孔尺寸为80mm×80mm较适宜。锚杆托盘采用规格为130mm×130mm×10mm的铁托盘。
回采工作面进、回风顺槽采用双巷掘进，均为梯形断面，木棚支护，运输顺槽净断面6.3m2，回风顺槽尽断面5.5m2。
第三章 矿井生产系统情况
一、提升系统
主立井为矿井主提升井，采取双钩罐笼提升，用1.0吨非标罐笼将原煤提至井口后翻车，卸载后将原煤送至井口固定筛上。
副斜井为矿井的回风井。
二、运输系统
煤炭运输工作面SGW—40T型刮板输送机至SSJ—80型皮带输送机至井底煤仓至矿车至井底车场至主立井至地面；材料运输地面
a、运煤系统
煤炭运输：采煤工作面刮板输送机→顺槽皮带输送机→运输大巷皮带→井底煤仓→罐笼提升→地面。
b、材料设备运输系统
地面材料设备→主立井→井底车场→运输大巷→采掘工作面。
三、供电系统
该矿本公司采用双回路架空线路及柴油发电机组供电，其中一回路来自西河10kV开闭所I段母线10kV线路，另一回路来自西河10kV开闭所II段母线10kV线路，两趟架空线到地面后直接向矿井10kV高压配电室供电至井下中央变电所。正常时西河10kV开闭所I段母线10kV线路运行，II段母线10kV线路备用。地面自备880KW柴油发电机组，当两回路都停电时，备用电源能够满足本矿井主扇通风、提升运输、排水等项需求，
四、通风系统
根据20##年度煤矿瓦斯等级鉴定报告，该矿瓦斯相对涌出量为14.23m3/t，绝对涌出量为8.47m3／min，该矿属于高瓦斯矿井。矿井通风方式为中央分列式；主扇型号为2台FBCDZ—N017型轴流式通风机，风机功率110KW×2，矿井总进风量2035m3/min，矿井总回风量达2142m3/min，矿井有效风量率为92%。
新鲜风流—主立井—井底车场—3100运输大巷—3109运输顺槽、3100掘进工作面—3109回风顺槽、3100回风—回风大巷—回风斜井—地面
五、通讯系统
矿井建立矿内、矿外、井上、井下全方位的通讯设施系统。矿井主要作业场所和重点岗位、要害部门（调度室、科室部门、配电室、主扇风机房、主绞车房、井底车场、采区、工作面巷道、泵站）等均安设通讯电话，均能与矿内外进行联系，为矿井安全生产提供方便，并能全面指挥和调度。
六、排水系统
该矿建立有地面防水、疏水和排水系统，并制定有综合防治水措施，井下有符合规定的排水系统和设施，井底建有能容纳1000m3的主副水仓，安装水泵100D45×6型号三台，沿立井敷设两趟排水管路，一台工作，一台备用，一台检修。排水能力满足矿井最大涌水量要求，备用工作泵能随时启动，每年雨季前按规定要求进行联合排水试验。
七、防尘系统
矿井防尘管路从主井口入井，敷设至井下所有能产生粉尘和沉积粉尘的地点。并在需要喷雾和用水冲洗的巷道内，每隔100m或50m安装一个三通和阀门。在主井车场变坡点设应急求援三通、阀门，保证在紧急情况下能通过防尘管路系统向井下输送流汁食物。其管路规格为主管DN50无缝钢管，支管DN32无缝钢管。
在距工作面迎头30m内安装人工洒水软管，实行放炮前洒水和装煤岩洒水，在距工作面30m内迎风安装风流净化水幕，水幕装置由自动供水系统供水，保持常开状态，有人员通过即自动关闭水幕，无人员通过即自动开启。在运输大巷各转载点安装洒水装置，在各转载点下风侧20m内迎风安装风流净化水幕。洒水及水幕装置由自动供水系统供水。洒水为常闭状态，有煤流通过时，自动开启洒水降尘；水幕为常开状态，有人员通过时，自动延时关闭，人员过后，自动开，恢复喷雾。
在掘进巷道内安设一组隔爆水棚，第一列水棚距迎头60～200m，水量不小于200L/㎡，水袋总数不少于63个；棚间距1.2～3.0m，安设后要经常加水、维护，确保水量充足。
八、压风自救系统
本矿在主立井附近安设了两台空压机，一台工作，一台备用，型号为EAS150-2E型，电机功率为55×2kw，出口风量为20m3/min，出口压力为0.85Mpa，压风管路沿主立井敷设，其管路规格为主管DN65无缝钢管，支管DN40无缝钢管，且已安装至本工作面内。
九、安全监控系统
该装设了KJ83N型瓦斯监测监控系统，对井下瓦斯实现了实时监控。
第四章 采掘布置及装备
第一节 采煤方法
一、采煤方法的选择
1、本矿井现开采3号煤层，煤层平均厚度为3.75m，倾角为5—10度，稳定可采。结构简单，煤层顶板为泥岩或粉砂岩，局部为炭砂质泥岩及中砂岩，底板为泥岩和细粉砂岩，局部为泥岩，岩性较好。
2、根据煤层赋存情况及3号煤层顶底板岩性，采用高档炮采一次采全高采煤法，顶板管理采用全部跨落法，采用XDY—1B型液压支架，两端头和安全出口20m超前支护采用π型钢梁，单体液压柱。
结合以上现状，从提高资源回采率、提高工作面机械化程度、减人增效、提高安全可靠性等因素综合考虑。
确定在利用工作面现有支护、运输设备的基础上，根据工作面的生产工艺和生产能力，顺槽转载设备仍选用SGW—40T型刮板输送机，以变于工作面运输设备配套。工作面采高2.5米，工作面布置为一进风顺槽、一回风顺槽，U型布置，形成全风压通风。
二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
3号煤高档炮采一次采全高采煤，放炮落煤，工作面刮板机、转载机和顺槽皮带搭接运煤。
结合工作面采高、以及晋城地区各生产矿井普采工作面设备配套情况。对工作面采、装、运煤方式进行确定和设备选型。
1．工作面采煤：工作面采用风煤钻进行打眼，然后进行装药，炸药使用三级乳化炸药，1——5段3#毫秒延期雷管，采用专用发爆器起爆。
2、工作面刮板输送机：采用SGW—40T型刮板输送机。
3、顺槽运输设备：转载机选用现有的SGW-40T型刮板输送机；顺槽内材料、设备的运输选用JD—2.5调度绞车。
4、乳化液泵站及喷雾泵站：乳化液泵站选用XRB2B80／200型（2台），泵站公称流量80L／min，公称压力20 MPa，功率37Kw。喷雾泵站选用B80／6．3型，公称压力6．3 MPa,公称流量80L／min，功率11kW。
表4-1-1采煤工作面机械设备配备表
三、工作面顶板管理方式、支护设备选型
3号煤层采煤工作面工作面采用XDY—1型悬移液压支架支护顶板。支架规格为宽0.68米，长2.26米，初撑力60吨，工作阻力1172kN，支护强度为18Mpa，最大控顶距3.06米，最小控顶距2.26米,步距0.8米,机头四对八梁,最大控顶距4.4米，最小控顶距3.6米，架间必须保持一定的宽度，架间距为1.2米（两架中心距离）。
两顺槽20m超前均采用π型钢梁，单体柱双排1米1柱支护，随着工作面的推进，必须及时处理两邦的片邦隐患。如因打超前支护原支架梁有松动时，应及时修理或换为单体柱支护，在有地质构造或初次、周期来压时，必须在超前支护靠煤壁侧支设液压柱不少于10m长，保证不片帮。必须加强两顺槽的壁帮支柱，进风顺槽20米两排柱，回风顺槽20米两排柱，并打紧背实。
机头做缺口，规格长3m，宽0.8m，高度不得低于1.6m，采用4对3.6m的π型钢梁成对支护，一梁四柱，每对π型梁中心距15—20cm，每两组π型梁间距60cm，并必须在每对钢梁间靠切顶线加打一戴帽单体密支柱。
机尾不做缺口，采用四对八梁支护，每对π型梁中心距15—20cm，每两组π型梁间距60cm，π型钢梁长2.6m，一梁三柱。
7、两端头和两顺槽以及进风巷20米的超前支柱，必须采取防倒柱措施，即用钢丝绳将支柱与顶网或木梁固定在一起，以防支柱漏液后撞、碰伤人。
作业方式: 回采工作面实行“三八制”，两班生产，一班检修准备，
工作面循环进度：每循环为0.8m，每班1个循环，日循环数2个。
第二节 掘 进 工 艺
根据通风、行人及运输等需求，设计3100掘进正副巷工作面为半圆拱形，断面的净尺寸为宽3.6米 、高3.1米，加上支护厚度并考虑预留一定的变形量后确定其掘进尺寸为宽4m，高3.3m。
一、支护工艺：
（一）临时支护：
根据岩石的软硬及地质情况，分别采取初喷混凝土和吊环式前探梁两种不同的临时支护方式。
（1）采取初喷混凝土做临时支护
当巷道处在中硬以上砂岩、顶板岩石比较完整时，可不使用前探梁而采用初喷混凝土作临时支护，喷厚为30mm。放炮排除炮烟后，采用长柄工具找净顶帮的浮矸活石，确认安全后即可进行初喷混凝土，然后打注上部锚杆，但必须进行敲帮问顶，并派专人监护顶板，发现问题及时处理，锚杆要打一眼注一根。
（2）采用吊环式前探梁做临时支护
当巷道顶板处于泥岩、粘土岩、煤层、穿层或遇破碎带、断层等构造时，必须使用前探梁。
前探梁用Ф76mm金属钢管制作，长度不小于3.0m，间距不大于1.0m，用专门的数值锚杆和吊环固定，吊环采用16圆钢，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于2块，锚固力不少于80kN/根。
前探梁数量据巷道断面跨度选择，（巷道跨度为4.0m以上数量为三根，4.0m以下为两根），每根前探梁两个吊点。
采用金属前探梁临时支护，打注锚杆必须在前探梁掩护下进行，放炮排除炮烟后，由一人监护、一人站在安全地点用长柄工具找净拱浮矸，确认合格后，然后向前串移前探梁，前探梁上方放好背板，背板上边铺钢丝网，并用背板、木刹把顶板和前探梁接实。
（二）永久支护要求：
运输大巷（3100正巷）所处层位和松动圈厚度与3100副巷相同，巷道断面也同为半圆拱形，而且由于服务时间较长而需要喷射混凝土。
（1）锚杆材质
选用目前最常用的BHRB335型（20MnSi)左旋无纵筋螺纹钢作为锚杆杆体。
（2）锚杆长度及间排距
锚杆长度为L=2m。锚杆的间排距为0.9m×0.9m，每排布置10根锚杆。
（3）锚杆直径和预紧力
锚杆直径为18mm，设计锚杆安装的预紧力矩为120N.m。
（4）锚固剂及锚固长度
锚固长度0.9m，每根锚杆采用1卷K2350和一卷Z2350的树脂药卷锚固。
（5）锚杆支护附件
对于服务时间较长但埋深较浅的运输大巷来说，锚杆支护附件主要是金属网，可采用12#铁丝编制的菱形网，为了便于喷射混凝土，金属网的网孔尺寸为80mm×80mm较适宜。锚杆托盘采用规格为130mm×130mm×10mm的铁托盘。
（6）喷射混凝土的厚度
在中松动圈围岩锚喷支护中，锚杆是支护的主体，松动圈岩体的碎胀力由锚杆承受，喷层只起局部支护作用，即锚杆间的表面支护、控制锚杆间非锚固区围岩的变形、阻止非锚固区危石的坠落以及防止围岩风化，为此喷层厚度选取70mm。
（7）关键部位锚索加强支护
由于3#煤层上部有一层3.05～4.85m厚的不稳定直接顶，而且根据数值分析和现场观测得知巷道的拱肩处为薄弱的关键部位，为了确保巷道的长期安全与稳定，决定在巷道拱顶中部每隔2.7m（三排锚杆）安设一排规格为Ф15.24×7000mm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，水平投影间距为2000mm）。每根锚索采用CK2350、K2350和Z2350三种速度的树脂药卷各一卷进行锚固，安装预紧力不低于100kN，不高于120kN。锚索托盘为300mm×300mm×300mm的方形钢板，中部孔径为16.5mm。
表4-2-1主要掘进设备配备表
二、工艺流程：
掘进工作面巷道炮掘施工方式：采用MQS-50/1.7型风动钻机打眼，使用3#煤矿用乳化炸药，雷管使用毫秒延期雷管前五段，采用大串联全断面一次起爆成型的方法，其工艺流程如下：
交接班——安全检查——打眼装药——放炮通风——安全检查——临时支护——装运煤矸——锚杆支护，依次循环。
三、作业方式：
采用“三八制”正规循环作业方式,一班准备作业方式，每小班确保1个循环，循环进尺2.6米，日进尺5.2米。
第五章 矿井通风与安全技术
第一节 选择矿井通风系统
一、矿井通风计算
本矿利用主立井进风，副斜井回风，通风方式采用中央并列式机械抽出式通风。
根据《煤矿安全规程》规定，矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值。
1、按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得小于4m3。
Q矿=4·N·K矿
N——井下同时工作的最多人数，66人；
K矿——矿井通风系数，取1.25。
则Q矿= 4×66×1.25=330m3/min
2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算，各地点的实际需要风量，必须使该地点风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的浓度，风速、温度以及每人供风量符合(煤矿安全规程》有关规定。
Q矿=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它)·K矿
式中：
∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3／s；
∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3／s；
∑Q硐——硐室实际需要风量的总和。m3／s；
∑Q其它——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3／s。
(1)采煤工作面实际需要风量计算
①按瓦斯涌出量计算
根据矿井瓦斯鉴定检测结果，预计本工作面瓦斯绝对涌出量为5.2m3/min，二氧化碳绝对涌出量为0.75m3/min—0.83m3/min，二氧化碳绝对涌出量（取0.83）与瓦斯绝对涌出量（取5.2）比值为0.13，小于1.5，故按瓦斯涌出量计算风量。以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1％为标准，且应低于最高风速4m／s。
Q采=100×q采×K采
式中：
K采——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.4
q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，5.2m3／min。
则Q采=100×5.2×1.5 = 780m3／min
②按工作面温度计算
Q采= 60×V×S采
V——采煤工作面适宜风速，取V= 1.0m/s；
S——采煤工作面平均断面积
S=（3.06+2.26）÷2×2.5×0.85= 5.65 m2
则：Q= 60×1.2×5.65=406(m3/min)
③按采煤工作面同时工作最多人数计算
Q = 4 N
N—— 采煤面同时工作的最多人数(26人)
Q = 4× 26= 104 (m3／min)
根据以上计算，取最大值Q采 = 780 m3/min
④按风速验算
V=Q采÷S÷60
式中：S为工作面最大、最小断面积，其中
S最大=L大×H×K面=3.06×2.4×0.85=6.24m2
S最小=L小×H×K面=2.26×2.4×0.85=4.61m2
则：V最大=Q采÷S最小÷60=780÷4.61÷60=2.81m/s
V最小=Q采÷S最大÷60=780÷6.24÷60=2.08m/s
根据《煤矿安全规程》第101条规定：工作面风速应大于0.25m/s，小于4m/s，可见风速验算合格，所以工作面计划配风量取780m3/min。
(2)掘进工作面需风量
①按瓦斯涌出量计算
Q掘= 100× q× k
Q掘——掘进工作面实际需风量(m3/min)
q掘——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，0.24m3/min
K ——风量系数，取k =1.7
则：Q掘= 100×0.24×1.7= 40.8m3/min
②按炸药量计算
按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为500m3计算
Qd=Ad×500／t=11.5×500／30=192m3/min
Ad—掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量；
t—爆破后稀释炮烟的通风时间，min，取30min；
③按人数计算
Q掘 = 4 N
N——每个掘进工作面同时工作的最多人数
Q掘 = 4×20= 80 m3/min
取Q掘= 200 m3／min
初选局扇型号为FBD—No6/30型，功率1lkw。
按风速验算：
有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷
Qd≥60×0.25sd=60×0.25×11.48=172.2m3/min
按煤矿安全规程规定验算最大风量：
Qd≤60×4sd=60×4×11.48=2755.2m3/min
sd—掘进工作面的最大断面积；
⑤按上述条件的最大值，再按配置独立通风（非串联）局部通风机台数和型号的额定吸风量总和计算：
Qd=∑Qaf×kaf=（200＋200）×1.43=572m3/min
∑Qaf—局部通风机额定风量，m3/min；
kaf—防止局部通风机产生循环风量备用系数，取1.43；
172.2m3/min＜572m3/min＜3043m3/min
根据以上风量计算Q=572m3/min＞172m3/min，安装一台5.5KW对旋风机和11KW风机即可满足工作面风量需要。
(3)独立通风硐室风量
井下消防材料库和采区变电所为独立通风硐室,每个独立通风硐室
按Q= 60 m3/min配风，则
其它巷道风量 Q硐 = 280m3／min
(4)矿井需要风量
∑Q矿= k(∑Q采+ ∑Q掘 + ∑Q硐 + ∑Q其它)
K——通风系数，取1．25
则：∑Q矿= 1．25×(780+572+280)= 2040m3/min
(三)矿井通风负压及阻力
1、矿井通风负压采用下式计算：
H = ∑a*L*p*Q2／S3 + h局
式中：h——矿井通风总阻力，mmH20；
a——井巷摩擦阻力系数，kg．S2／m4：
L——井巷长度，m
P——井巷净断面周长，m
S——井巷净断面面积，m2
Q——通过井巷的风量，m3／s：
h局——局部阻力，h局=15％*h，mmH20。
矿井通风容易时期和困难时期的最大负压各以最长风路逐段井巷的摩擦阻力加 上矿井井巷局部阻力计算，矿井通风容易时期和困难时期风压为hmin=68mmH2O，困难时期为hmax=88mmH2O。
2、矿井等积孔计算
矿井等积孔采用下式计算
A= 0.38 Q／h 0.5
式中：A——等积孔，m2
Q——风量，m3／s；
h——风压，mmH20。
①、矿井通风容易时期：A1=(0.38×27)／68 1／2 = 1.24(m2)
②、矿井通风困难时期：A2=(0.38×27)／88 1/2 = 1.09(m2)
经计算，矿井初期和后期通风等级孔均大于1m2，所以前后期通风属容易。
二、矿井通风设备
矿井通风设备是指主要通风机及电动机。选择矿井通风设备的要求如下：
1、矿井必须安装两套同等能力主要通风设备，其中一套备用。
2、通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长时期高效率运行。当工况变化较大时，应根据矿井分期时间及节能情况分期选择电动机。
3、通风机能力应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮叶运转角度应比允许范围小50；
根据计算矿井生产时所需风量为27m3/s,通风容易时最小阻力677Pa,通风困难时最大工作阻力1805.59Pa。
风机工况点所需功率计算如下：
N= 
式中:K——电动机能力备用系数，取1.15
Q——通风机运转点风量，m3／s；
H——通风机运转点负压，Pa
η——通风机运转点效率。
ηc——机械传动效率。取0.98
初期：Nmin=
=37.15 KW
后期：Nmax
=50.32 KW
计算选取电动机功率2×110KW.
矿井选用两台型号为FBCDZ—№17对旋式轴流通风机，选用电动机功率2×110KW。矿井总进风量2080m3/min，矿井总回风量达2172m3/min，矿井有效风量率为92%，矿井总等积孔为1.31m2。
三、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
1、矿井通风主要设施
在主井和副井井筒之间联络巷中布置有正反向各两道风门，在采区巷道中分别设有常开风门、常闭风门、风桥、调节风门等，在废弃旧巷道中，设有永久密闭，在工作面联络巷道设有临时密闭等通风设施。在运输大巷中安设调节风门，以控制通风风量。在主要巷道、工作面进、回风巷均建立测风站，以便正确测定风量。
2、防止漏风和降低风阻的措施
① 通风设施、密闭、风硐、风道等地面建筑需严实，经常检修，以防漏风。
②各进、回风联络巷中的风门、风窗、调节风门及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。
③ 尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。
四、矿井总风量调节
1、当矿井(或—翼)总风量不足或过剩时，需要调节总风量，也就是调整主通风机的工况点．采取的措施主要有；改变通风机的工作特性，或改变矿井风网的总风阻．
2、改变主通风机的工作特性．矿井主通风机是矿井通风的主要动力源．通过改变主通风机的叶轮转速、轴流式风机叶片安装角度和离心式风机前导器、叶片角度等措施，可以改变通风机的风压特性，从而达到调节系统总风量的目的．
3、改变矿井总风阻主要有两种措施：
1）风硐闸门调解法．通过改变闸门的开口大小可以改变风机的总工作风从而可以调节风机的工作风量．
2）当矿井风量不足时，如果能降低矿井总风阻，则不仅可增大矿井总风量，而且可以降低矿井总阻力。矿井总风阻不仅与矿井最大阻力路线上的井巷的风阻有关，而且与井巷所构成的风网结构有关．因此，降低矿井总风阻一方面应降低矿井最大阻力路线上的各井巷的风阻，另一方面还应改善风网结构，为此应合理分配接替和用风地点配风，尽量缩短最大阻力路线的长度，避免在主要风路上安装调节风窗，等等．
五、矿井通风费用的其它构成
矿井通风费用除包括主扇风机耗用电费外，还包括通风设备及维修折旧费，通风材料消耗费用，工作人员工资费用，专为通风服务的井巷工程工程折旧及维护费等。
矿井设计主要技术经济指标
第二节 安全生产技术措施
一、威胁矿井生产安全的因素
影响本矿安全的主要因素有：矿井瓦斯、断层、矿井涌水以及顶板等主要因素。
本矿属于高瓦斯矿井，但是多年的生产实践表明，高瓦斯矿井如果技术措施不力，管理不善，就会发生瓦斯爆炸。另外，随着开采深度的增加，产量增大，瓦斯涌出量也可能增大，而且邻区石门沟煤矿为煤与瓦斯突出矿井，矿方在生产中要及时检测瓦斯涌出量变化情况，制定完善的瓦斯防治措施，严格管理，防患于未然。
二、灾害预防措施
（一）预防瓦斯爆炸的措施
l、要严格矿井通风管理，各用风地点的风量必须严格控制，达到设计所要求的风量。矿井通风必须做到有效稳定，采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度必须严格控制在规定时间内，并要及时处理积存的瓦斯。
2、配备专职瓦斯检查员，安设瓦斯自动检测报警断电装置。
3、瓦斯员严格执行瓦斯巡回检查和请示汇报制度，发现异常问题，及时进行汇报处理。
4、下井人员一律配带矿灯和自救器，禁止明火作业，采用隔爆型电气设备。
5、必须使用矿用安全炸药，井下放炮要实行“一炮三检”制度和“三人联锁”放炮制度。
6、加强通风管理，完善通风设施。
7、掘进巷道必须实行“三专两闭锁”，局部通风机实现“双风机、双电源”自动切换功能。
8、防止瓦斯灾害事故的扩大，在井下主要地点设置隔爆水棚，防爆门，扇风机能及时反风。
9、加强日常的安全监测工作，制定行之有效的岗位责任制。
（二）预防煤尘爆炸的措施
1、采煤工作面配备煤层注水设备，预湿煤体，降低煤尘发生量。
2、掘进工作面采用湿式钻眼、冲刷巷帮、水炮泥、放炮喷雾、净化风流、洒水装煤(岩)等综合防尘措施。
3、井下设有洒水防尘管路系统，对产尘量大的设备置，对产尘量大的地点配置了自动洒水设施。配置了喷雾洒水装置。
4、严格控制进、回风巷道的风速，以减少煤尘飞扬。
5、井下巷道应定期冲洗、清理，并喷洒石灰水。
6、配备一定数量的防尘安全帽，对掘进工作面人员进行个体防尘。
7、井下所有局扇均需安设除尘器。
8、配备粉尘采样器，在生产期间可及时测定粉尘浓度，井将粉尘浓度控制在允许范围之内。
（三）预防井下火灾的措施
1、主要大巷采用砌碹或锚喷支护，喷后的空隙和冒落处必须采用不燃性材料充填密实。
2、井下主要硐室均采用不燃性材料支护。
3、入井人员均配备隔离式自救器。
4、采用长壁工作面后退回采，加快推进速度，适当减小推进长度，提高资源回收率，采完后及时密闭采空区。
（四）其它火灾的防治措施有：
1、回采工作面在回采时应及时清理可燃物体，井下使用的棉纱头、布块、各类油料以及巷道内的废坑木及时清理出井。雷管、炸药材料的运输和保管应严格执行(煤矿安全规程)的有关规定。
2、加强用电管理，井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷和防止火灾。
3、机电硐室采用不燃性材料支护，设置防火门，并按规定配备灭火器。
4、加强生产中的安全管理，井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆，生产中，应注意冒顶等外力损坏电缆及用电设备。
5、井下设置完备的洒水系统和消火栓。
6、井下设置消防材料库，井经常保证有足够的消防材料。
7、井下机电碉室、井底车场和采掘工作面附近巷道中设置消防材料，供扑灭火灾之用。
（五）井下防治水措施
1、临时水仓布置及规格：水仓设在掘进巷道低洼处，水仓的规格尺寸（长×宽×高）为1.5m×1.5m×1.0m木垛盘支护。
2、水泵设施及选型：掘进期间每一水仓处设2台泵，其中1台使用、1台备用，确保排水量不低于10m3/h。
3、排水管路布置：掘进正副巷道内各布置一路2寸专用排水管，两路排水管要进行连通，连通处加闸阀。
4、掘进期间，加强采空区水文地质调查，坚持“有掘必探，先探后掘”的原则，发现有出水预兆时及时停头，并采取措施探放水体。
5、掘进工作面应根据该面最大涌水量配备排水设备，并确保排水系统畅通且能正常运行。
6、排水管路的连接及管路的日常维护、闸阀的清理和更换要及时。
7、各排水点要有2台泵交替使用，并有1台完好的备用泵，所有排水管必须使用铁管。
8、水泵司机现场交接班，每班交班前必须对所负责的排水系统巡视一遍，一旦发现异常情况，必须立即向矿调度室汇报，以便组织有关单位迅速采取措施进行处理。
9、发现异常征兆时，必须采取处理措施，施工中发现有透水征兆，如工作面出现挂红、挂汗、空气变冷，发现雾气、水叫、顶板淋水加大，顶板来压，底板鼓起或产生裂隙，发现淋水、水色发浑有嗅味等异状时，必须停止作业，采取措施，报告调度室，如情况危急，必须撤出所有受威胁地点的人员。
（六）防止顶板事故措施
1、严格按设计要求布置巷道及工作面。
2、当回采工作面采空区悬顶长度超过规定时，必须采取强制放顶措施以确保回采工作面的安全。
3、严格按设计密度进行支护，工作面顺槽超前加强支护采用单体液压
支柱，确保有足够支承能力。
（七）避灾路线及矿井安全出口
矿井应制定各种灾害的避灾路线。井下一旦发生灾害，应根据灾害的性质，严格按各种作业规程规定的避灾路线安全撤离。
矿井主立井罐笼提升，回风斜井设置台阶、扶手，保证有两个以上独立的安全出口。
（八）自救器及安检仪器配备
为了保证矿工的安全，所有人井人员均配备自救器，一旦发生事故，井下人员可利用自救器自我救护，以减少事故的危害性。
为保证安全生产，矿井按规定配备安全监控系统与必要的安检仪器。
（九）矿山救护
本矿矿山救护工作主要依托晋城市矿山救护队，在本矿培训辅助矿山救护人员，及时处理井下突发事故等矿山救护事宜。
(十)其它
1、井下设置安全器材硐室，并配备安全监测仪器。
2、必须留设足够宽度的各种保护煤柱。
3、巷道过断层时，要制定相应的防水和顶板管理技术措施。
4、加强工人上岗前的安全技术培训，制订行之有效的安全措施。
6、严格执行国家对煤矿生产的有关技术政策。
第六章 实习认识
通过这次毕业实习，我认识到自己以前在学习中的不足，我学到了以前所没有学到的许多知识，我深刻的认识到作为一个通风专业的学生，就应该为国家贡献自己的一分力量，为自己的专业贡献力量。
煤矿工作是艰苦的行业，地下作业，随时有瓦斯爆炸的可能性。瓦斯爆炸是必然性和偶然性的结合，还有顶板垮落，煤尘爆炸等等。然而事物都有一定的发展规律性，只有认真遵守各种安全制度，作业规程，才会尽量少发生事故。在安全与生产的关系上，安全生产是相互依存关系，安全是伴随着生产而言的，没有生产就没有安全。在生产过程中必须保证安全，不安全就不能生产。
在这段短暂的实习时间里，我们受益匪浅。我们认为实习期间的收获将在今后工作中有更好的体现。我们将以更积极主动的工作态度，更扎实牢固的操作技能，更丰富深厚的理论知识，提高自身工作能力。我坚信通过这一段时间的实习，使我终身受益，并会在今后的实际工作中不断地得到印证，我会持续地理解和体会实习中所学到的知识，在未来的工作中把学到的理论知识和实习经验不断的应用到实际工作中来。
这次生产实习是我们的一个转折点：标致着我们在学校学习的终结，通过改变我们的学习方式；要求我们具有独立学习，独立思考，独立获取新知识的能力。
我深深的感觉到自己所学知识的必须与实际运用相结合，实践知识应用多，书本知识还得学得更透彻，时时紧记“学无止境”的含义。
以上是我对实习工作的认识，总结是为了寻找差距、修订目标，是为了今后更好的提高。这次实习虽然时间虽然不长，但我觉得这样的经验却是很宝贵的。通过不断的总结，不断的提高，我有信心在未来的工作中更好地完成任务。