煤矿通风安全实习报告

1、 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41.1、交通及地理位置41.2、地形与气候条件41.3、煤系地层及可采煤层4第2章 矿井开拓62.1 开拓方式62.2 水平划分62.3 采区划分及采区要素62.4 采区生产能力72.5 井底车场形式72.6采煤工艺及循环作业组织72.7 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103.1、矿井瓦斯等级103.2、矿井通风103.3 矿井通风113.4 技术安全措施13第4章 矿井机电运输154.1 排水系统164.2 供电系统174.3

2、压风系统184.3.1 位置与交通184.3.2 地层204.3.3 放架煤措施224.3.4 注意事项234.3.5 劳动组织244.3.6 主要技术经济指标表254.4 采区供电、运输、通风、灌浆系统254.5 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

3、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

4、.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5.1 Km，地理坐标1092900，北纬295300。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。

5、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

6、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

7、12m，平均8m；K2底板至K1煤层顶板间距1.176.11m，平均3.93m；K3底板至K2煤层顶板间距18.2227.06m，平均24.14m；K4底板至K3煤层顶板间距0.322.56m，平均1.73m；K5底板至K4煤层顶板间距22.3134.48m，平均29.55m；K6底板至K5煤层顶板间距3.477.79m，平均5.15m；K7底板至K6煤层顶板间距2.85.35m，平均2.95m；K8底板至K7煤层顶板间距2.767.08m，平均5.97m；K9底板至K8煤层顶板间距3.637.50m，平均4.79m；K10底板至K9煤层顶板间距1.372.41m，平均2.11m。可采煤层总厚

8、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

9、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810年，水平接替一般58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

10、序依次为K9K8K6K5K4K2，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

11、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1.6 m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121224放煤工112开横冲风眼22巷道维修11扯笆折翻煤路22值班人员1113总计14146341、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23.42.1m，棚距中对中0.6m。b.剔大棚采用抬梁

12、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=1.51.0（0.81.0）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23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7：00 15：00 23：00 7：002剔大棚铺支架放顶4483放煤工444124绞车司机22265拆支架446

13、工长111147夯活工108合计292911291059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8789%；中厚煤层采区采出率一般为7585%。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

14、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4042 m3/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、+490

15、m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2132Kw，风机叶片安装角为35，总排风量为3792mmin，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2132Kw，风机叶片安装角为34，总排风量为3600mmin，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5702 m3/min，矿井有效风量为5306m3/

16、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

17、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

18、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2132Kw，风机叶片安装角为35，总排风量为3792mmin，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2132Kw，风机叶片安装角为34，总排风量为3600mmin，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6054

19、m3/min，矿井的进风量为5702 m3/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

20、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

21、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3565的角。保持0.81.0m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，

22、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

23、、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，

24、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

25、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2JTB21-201主轴装置探伤、各种

26、安全保护调试2006.4合格1985+230m602m绞车主提升2矿用提升绞车2JTB21-201主轴装置探伤、各种安全保护调试2006.4合格1995-10m352m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-3/201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2JTB2.51.5-201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-21.25-201主轴装置

27、探伤、各种安全保护调试2005.8合格2005-10-220 m 串车井锦州矿山机械厂副提升提升系统能力为：35箕斗斜井提升能力59万吨/年；60箕斗斜井提升能力51.5万吨/年；30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600 m3/h，最大涌量为151

28、0m3/h。-10m水平共安装有水泵10台，其中中央水泵房安装有D280-437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-437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910 m3。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910 m3。同年水

29、泵技术测定每台水泵平均小时排水量为260 m3/h；该水平水仓两个，一个容量为4500m3；一个容量为800 m3； 2005年矿井产量为40万t/a。-115m水平中央水泵房安装有D 280-434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325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910 m3；实际测得正常涌量为420m3，最大涌水量为910 m3。同年水泵技术测定每台水泵平均小时排水量为250 m3/h;该水平水仓容量为3916 m3；2005年矿井产量为40万t/a。2

30、006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,然后送至芦厂变电所作为井下供电,芦厂变电所另有一趟电源为磨心坡电厂送达,为6KV作为备用。井下用供电采用三回路电源线路。该实际用电5000KW，井下最大涌水时的用电负荷4240kw。沿副井井筒敷设的下井电缆3路，型号均为MYJV32-6/6KV-395mm2钢丝铠装交联电缆

31、，三趟电源为1100m 。2005年全矿用电量2191.1579万KWh，实际生产原煤40万t/a。变电所分别送至+230m、-10m、-115m水平中央变电所，各水平之间经高防开关联络，均实现双电源供电，井下再由各中心变电送至各采区变电所，经变压器由6KV变为0.69KV后供各采区用电。2006年核定矿井供电系统能力为65.06万吨/年。4.3 压风系统矿井在地面芦梯沟竖井风机房安装了两台压风机，压风线路为：芦梯沟压风机竖井-10m 水平（各掘进工作面）（-115m-10m）管线斜井-115m水平（各采掘工作面）（-220m115m）水平串车斜井-220m水平掘进工作面。4.3.1 位置与交

32、通磨心坡煤矿位于重庆市北碚区N50E，直距5Km，公路运距8Km,行政区划属北碚区东阳街道磨心坡村所辖，主平硐井口西安直角坐标为：X=3305715.256Y=36352543.386H=+222.42m井口地理坐标为：东经：1062826北纬：295139襄渝铁路、仪（陇）北（碚）公路由南向北纵贯矿区西侧，矿井生产的煤炭经磨心坡矿洗煤厂洗选后，一是经皮带走廊上襄渝铁路运达各用户；二是经仪北公路运至嘉陵江边码头装船，顺嘉陵江、长江运至沿江用户矿区交通方便，详见交通位置图11。表1-2 区 域 地 层 简 表地层单位号代厚度主要岩性系统组（段）第四系全新统Q4015粘土、砂土、砂砾石更新统Q30

33、29粘土、冲积砾石侏罗系上统蓬莱镇组J3p224长石石英砂岩、砂质泥岩遂宁组J3s455509泥岩，夹石英粉砂岩中统沙溪庙组二段J2s2996-1324泥岩、砂质泥岩与岩屑长石砂岩、粉砂岩互层一段J2s1204-391泥岩夹岩屑长石砂岩新田沟组J2X102277泥岩、岩屑长石砂岩、砂岩中夹生物碎屑灰岩下统自流井组大安寨段J1zl33162石灰岩、生物碎屑岩夹泥岩马鞍山段J1zl2102175泥岩夹石英粉砂岩东岳庙段J1zl12049泥岩夹介壳灰岩珍珠冲组J1z56269泥岩、石英细砂岩三叠系上统须家河组上亚组T3xj2200439岩屑石英砂岩夹泥岩及煤线下亚组T3xj1118216泥岩夹细砂岩

34、及薄煤层中统雷口坡组T2l82白云岩、泥质白云岩，底为水云母粘土岩下统嘉陵江组T1j468663灰岩、泥质灰岩夹白云岩及膏盐层飞仙关组T1f433584泥岩、泥质灰岩、石灰岩二叠系上统长兴组P2c104135石灰岩，中上部含燧石结核龙潭组P2l73158砂泥岩、燧石灰岩含煤层下统茅口组P1m166石灰岩4.3.2 地层矿区出露地层为侏罗系下统珍珠冲组，三叠系须家河组、雷口坡组、嘉陵江组、飞仙关组，二叠系上统长兴组、龙潭组、下统茅口组。第四系零星分布于槽谷、斜坡地区。矿区地层见表3-2。表1-3 矿 区 地 层 简 表系统组段代号地层厚度(m)平均厚(m)第四系Q4Q402.00侏罗系下统珍珠冲

35、组J1Z 56269三叠系（T）上统（T3）须家河组T3xj580580中统（T2）雷口坡组（T2l）T2l8282（T1）嘉陵江组（T1j）四段T1j49090三段T1j3110110二段T1j2100100一段T1j1210210飞仙关组（T1f）五段T1f5416048四段T1f4120157140三段T1f3179235194二段T1f2233936一段T1f18911195二叠系（P）上统（P2）长兴组(P2c)P2c104135115龙潭组(P2l)五段P2l515.1620.6418.25四段P2l411.5314.1112.79三段P2l351.3068.0159.26二段P2

36、l213.3017.4115.18一段P2l129.6845.6036.91下统（P1）茅口组(P1m)P1m8383矿区地层由老至新分述如下：工作面地质构造简单，根据采区巷道揭露地质资料，预测K2煤层工作面无大中型断层切割破坏，只有小断裂出现，对回采无影响。工作面水文地质简单，无大的流水或涌水现象，但在裂隙或小构造发育地带，可能有浸水、滴水或小流水出现，特别是回风巷道，上水平采空区积水威胁较大，受其影响，工作面易发生顶底板推垮事故。因此，必须加强工作面支护管理，回风巷必须留设足够的防水煤柱，并采取相应的防治水措施。预计工作面内最大涌水量为0.50m3/min,正常涌水量为0.15m3/min

37、。工作面其它地质情况：见下表。表1-4 其它地质情况表瓦斯瓦斯涌出量大，对回采有较大的影响。煤尘煤尘具有爆炸性，其爆炸指数为30.65%自燃具有自燃发火倾向，自燃发火期为36个月。突出危险有突出危险性，加强瓦斯抽放和保护层开采。地温29C地压地压大，顶板裂隙发育，有顶底板推垮危险。K2煤层走向N1922E,倾向北西，倾角5862，煤层直接顶板为深灰色薄层状泥岩，厚度1012m，直接底板为浅灰色粘土泥岩，厚度0.20.6m，老底为浅灰色厚层状细（中）粒砂岩，厚度为2.83.0m。4.3.3 放架煤措施（1）放顶煤的措施：放架煤点必须选择在支架完好、无起拱、无明显地质构造的安全可靠的地点进行，支架

38、天板先落到位，在有槽钢的连接的中间部位开放架口。每个斜坡最多设3个放煤点，斜坡口上方46m为第一个放煤点，再间隔78m为第二、三个放煤点。对支架的要求：支架面的角度在正常支架面角度的基础上增大5左右，不得超过10，防止支架因放煤后打底板土，高度控制在1.61.8m。在放煤点上下各3m区域打上立人支护，间距1.0m, 放煤口处打双立人支护，确保在放煤全过程中支架稳定。用风镐在靠近顶板煤壁处开放煤口子，长0.5m (三根工字钢宽度)，宽0.3m。每个放煤点由2人协助作业。只能在放煤点上侧进行放煤作业。在放煤点下侧10m区域内，不得有人逗留或作业。时刻注意放出的煤是否自溜，若有不溜情况，及时停止放煤

39、作业，待放煤口不出煤炭稳定后，再去疏通煤路。每个斜坡只允许一个放煤点作业，不许两个或三个同时放煤。在放煤口侧上方采用风镐或长梭镖采煤或捅煤，严禁放煤作业人员站在放煤口下方。 放煤口不再放煤后，或出现沧渣，立即停止放煤，用短料和排柴扛好。（2）放底煤的措施：放煤点必须选择在支架完好、无明显地质构造的安全可靠的地点进行。每个XP最多设3个架煤点，架煤点间隔78m。放煤点处对支架的要求：支架面的角度在正常采煤时的支架面角度即可。在架煤口2m区域打上双反绷子支护，确保在放煤全过程中支架稳定。用风镐在靠近底板煤壁处开放煤口子，长0.5m (三根工字钢宽度)、宽0.3m。每个放煤点由2人进行作业。在由下往

40、上采槽时放底煤。放完底煤后松掉绷子，将底板支架落到位。4.3.4 注意事项1、放架煤作业从支架上拐点向下10m处开始。2、控制支架在煤层中的位置。如下页图所示。3、初期试验放煤工作，施工队队长必须现场全程把关，掌握工作中出现的问题，彻实做到安全施工。4、初期试验放煤期间，有关职能部门人员必须到现场，了解掌握有关情况，共同把好安全关。5、实施放煤作业前，必须保证溜煤线路畅通，特别是采面内的溜槽，必须保证成直线，坡度一致。6、施工队每班必须向调度室汇报放煤量和含矸情况。含矸量达到30%必须停止放煤作业。7、打立人用料直径大于18cm。8、每个斜坡不论是放顶煤还是放底煤，只允许一个放煤点作业，不许两

41、个或三个同时放煤。9、选择放顶煤点和放底煤点不能在支架的同一位置，必须错开78m，以便放出更多的煤炭和保证放煤时支架稳定。10、放煤口上方1m位置挂便携式瓦检仪，瓦斯达到1.5%必须停止作业，撤出人员，向调度室汇报。11、运输区必须及时保证矿车供应。4.3.5 劳动组织表1-5 各班工种人员配备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7：00 15：00 23：00 7：001采煤工181818542剔大棚铺支架放顶4483放煤工444124绞车司机22265拆支架446工长111147夯活工108合计292911291059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

42、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）4.3.6 主要技术经济指标表表1-6 -115m北二采区K2煤层回采主要技术经济指标表序号项 目单位数量备注1工作面伪斜长度m2282煤层厚度m4.53循环进度m1.3864采高m3.25煤层倾角度606每槽产量t6707每班产量t223.38循环产量t6709日循环个数个110月循环个数个2411月产量t1608012平均日产量t53613出勤人数个10514在册人数个11715回采工效t/工6.3816坑木消耗m3/万t817采空区管理全部陷落法18灰份%22.7619支架回收率%9

43、920回采率%854.4 采区供电、运输、通风、灌浆系统供电线路-115m中央变电所-115mN采区变电所-115mN采区石门-115mNK2ML绞车-10m中央变电所-10mN采区变电所-10mN采区石门绞车。4.5 安全技术措施一、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

44、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3565的角。保持0.81.0m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

45、等每班派人检查，发现问题及时进行紧固和处理。实习心得体会我在这次的生产实习中受益匪浅，这次真的感觉到了矿上工作的艰难，觉得在矿下工作的人极不容易，工作的态度也是值得人称赞的，都做到了认真的负责，给我们这些小师弟树立了良好的榜样。生产实习是在认识实习的基础上对矿上的工作的系统的进一步的了解，为接下来的大三的就业实习和毕业后的工作打好了良好的基础，我们很多学生在矿上的实习中，学到了很多书本上没有的知识，给我们的学习带来了很好的帮助。我们严格遵守矿井有关规章制度及安全作业规程，尊重矿上一切人员，虚心学习，认真提问，不怕脏，不怕累，常动脑，大家一切行动听指挥，团结互助，密切协作，保障了实践锻炼的安全顺利进行。在磨心坡将近10天的实习，我收获很多。对矿井的生产有了更进一步的认识，对矿井的系统有了更多的了解，对磨心坡煤矿的情况有了初步的了解。首先我们换好了工作服，在师兄和老师的带领下去领取了下井的物品矿灯和自救器，人车是由各节车厢组成，每节车厢两