安全工程专业实习报告
目录
第一章前言 ……………………………………………………………………………………5
第二章矿井基本概况………………………………………………………………………….6
2.1地理位置………………………………………………………………………..6
2.2地形地貌………………………………………………………………………….6
2.3主要河流………………………………………………………………………….7
2.4气象及地震……………………………………………………………………….7
2.5、井田地质特征………………………………………………………………..7
2.5.1矿井地层………………………………………………………………..7
2.5.2地质构造、构造类型…………………………………………………10
2.5.3水文地质条件………………………………………………………….12
第三章开采技术条件……………………………………………………………………..13
3.1瓦斯……………………………………………………………………………….13
3.2煤尘………………………………………………………………………………13
3.3煤的自燃……………………………………………………………………….14
3.4地温………………………………………………………………………………14
第四章矿井开拓开采及工艺………………………………………………………………..14
4.1开拓方式…………………………………………………………………………14
4.2开采方法………………………………………………………………………..17
4.2.1工作面回采工艺…………………………………………………………..17
4.3支护方式…………………………………………………………………………19
4.3.1采面支护设计………………………………………………………………19
4.3.2端头支护…………………………………………………………………….19
4.3.3超前支护…………………………………………………………………….19
4.3.4采空区处理及控顶距的确定………………………………………….20
4.4工作面机械设备选择……………………………………………………….23
4.4.1 采煤机选型……………………………………………………………23
4.4.2 运输机选型……………………………………………………………24
4.4.3 转载机及其供电设备选型计算方法…………………………24
4.5掘进工作面生产组织……………………………………………………….24
4.5.1区段平巷掘进工作面巷道断面…………………………………24
4.5.2主要掘进机械设备配套……………………………………………25
4.5.3掘进工作面工艺组织方式……………………………………….25
第五章矿井主要生产系统…………………………………………………………………….27
5.1矿井提升…………………………………………………………………………27
5.2矿井运输…………………………………………………………………………28
5.2.1运输系统……………………………………………………………….28
5.2.2轨道运输……………………………………………………………….30
5.2.3通风系统………………………………………………………………30
5.2.4矿井排水……………………………………………………………….33
5.2.5矿井供电……………………………………………………………….33
5.2.6瓦斯抽放……………………………………………………………….34
5.2.7矿井防尘……………………………………………………………….34
5.2.8矿井防灭火……………………………………………………………34
5.2.9井上下、矿内外调度通讯情况……………………………………35
5.2.10矿井监测、监控系统………………………………………………35
5.2.11地面生产系统……………………………………………………….36
第六章安全技术管理措施…………………………………………………………………….36
6.1采煤工作面安全技术管理的有关规定………………………………36
6.1.1 综采工作面初采初放安全技术措施…………………………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防尘安全措施………………………………………………………39
6.1.6 防顶板事故措施…………………………………………………39
6.1.7周期来压时期顶板管理措施………………………………….40
第七章存在不足和建议………………………………………………………………….41
7.1 矿井通风…………………………………………………………………41
7.2 瓦斯抽采…………………………………………………………………41
7.3 突出防治…………………………………………………………………42
7.4防灭火………………………………………………………………………….42
7.5防尘方面………………………………………………………………………42
7.6安全监控………………………………………………………………………42
7.7冲击地压………………………………………………………………………43
7.8管理制度……………………………………………………………………43
第八章结束语………………………………………………………………………………….43
致谢…………………………………………………………………………………………….46
附:参考文献……………………………………………………………………………………47
前言
首先，做为安全工程系即将毕业的学生,学校安排了本次为期一个月的认识性实习，要求学生对矿井有基本的整体认识和了解。在学院指导教师程磊等的指导下，此次实习是一次成功的顺利的实习，通过实习，既充分巩固了大学前期三年来的专业知识，又对专业科目学习有了新的理解，这次专业认识实习必将有助于增强同学们的职业意识，并激发同学们在今后两年的学习中根据实习的经验识时务的调整自己的学习方向和知识结构，以更好的适应社会在矿山开采领域，尤其是煤炭发展方向的人才以满足集团公司需求。
其次，通过大学前两年的学习，我们已经了解了“煤矿开采学”，“矿井通风学”、“地质学”、“矿山测量”专业基础知课，在这次认识性实习中，正是对这些课程的巩固和提高，是理论联系实际的过程，是对矿井开采的进一步的了解和认识。通过这次的实习，了解了掘进和回采工艺方法及劳动组织管理，初步了解了生产的组织管理和技术管理工作。并且，这次认识性实习为马上进行的毕业设计打下了良好坚实的基础。为今后工作起到的很大帮助。
最后，特别感谢我们HNLGDX安全工程系的程磊张攀两位老师，感谢PMY的领导为我们提供的实习基地，同时也要对带领我们实习的几位工人师傅致以深深的感谢！
实习时间：实习从09年2月16日开始至3月09日结束，共计27日，实习地点：PMY。
安全工程PMY
2009年3月09日
第二章 矿井基本概况：
2.1地理位置
PMY位于平顶山煤田中部，市中心以北3km，东以26勘探线为界与十矿相邻，西以36勘探线为界与四矿、六矿相邻，丁组煤层南起老窑采空区下界（+45～+110m之间），北至-600米等高线；戊组煤层南起露头北至-650米等高线；(己组煤层南起-240米北至-800米等高线；庚组煤层南起-250米北至-800米等高线)。东西走向长5公里，南北倾斜宽5.86公里，最大面积29.3平方公里。矿井南邻二矿，北部为人为边界。
PMY是新中国成立后我国自行设计兴建的第一座大型煤矿。矿井由武汉设计院设计，设计能力150万吨/a，1957年12月动工兴建，1959年12月25日简易投产，1971年达到矿井设计生产能力。鉴于国民经济的飞速发展，1974年经原煤炭部批准，在二水平延深时矿井进行一期扩建，净增生产能力90万吨/a，扩建后的设计能力达240万吨/ a。一期扩建于1984年8月完成，随后，在一期扩建完成的基础上，紧接着进行二期扩建，净增生产能力160万吨/ a，使矿井设计生产能力达到400万吨/ a。1993年至1996年产量连续四年年产达到400万吨，且1996年创出了410.6万吨的最好水平，近三年实际生产水平仍保持在350～400万吨之间。
矿区交通十分方便，铁路方面：PMY至平顶山站9公里，通过矿区专用铁路可直达漯宝铁路。漯宝铁路连接京广、焦柳两大铁路干线。平顶山站至京广铁路70公里，至焦柳铁路28公里；公路方面：以平顶山市为交通枢纽，有柏油公路与周围各县市相沟通。
2.2、地形地貌
PMY位于平顶山矿区中部，平顶山、落凫山位于井田中部，二山南陡北缓，基本呈单面山形，走向近东西，地势北高南低，形成本井田范围内的分水岭。南北两侧冲沟发育，多为季节性冲沟。主、付井口位于落凫山南麓，主井口标高为+150.0米。平顶山海拔+411.13米，落凫山海拔+492.70 米。井田内山间冲沟发育。
2.3、主要河流
井田内没有大的河流，只有季节性小溪冲沟，南侧冲沟汇集入湛河，北侧冲沟汇集入竹园水库（目前为平顶山电厂排灰场），在井田西北角有姚孟电厂排灰场。
2.4、气象及地震
本区属大陆性半干燥湿度不足带。根据平顶山历年的气象资料，年平均降雨量为742.73mm，年最大降雨量为1323.6mm（1964年），年最小降雨量为373.9mm（1966年）；年平均气温为150，最高气温42.30，最低气温-150。本区地震基本烈度为Ⅵ度。
2.5、井田地质特征
2.5.1、矿井地层
井田内地层出露较差，根据钻孔工程揭露的地层从老到新有寒武系崮山组，上石炭统太原组，二叠系山西组、石盒子组、石千峰组，三叠系刘家沟组和第四系黄土及坡、残积物。
本井田含煤地层为石炭系太原组、二叠系山西组和上、下石盒子组。自上而下划分为甲、乙、丙、丁、戊、己、庚等七个煤组。含煤地层总厚780米，含煤七组43层（有编号的煤层23层），其中甲、乙煤组无可采煤层。煤层总厚约26米。含煤系数为3.3%，可采煤层5组10层，总厚约15米，可采含煤系数为1.92%。煤层间距基本稳定。
PMY井田含煤地层为石碳系太原组，二迭山西组和上下石盒子组。煤系平均总厚780m，含煤7组43层，煤层总厚26m，含煤系数3.3%左右。煤层自上而下分别为甲已丙丁戊己庚组。上石盒子组煤层均属沉积不稳定的薄煤及煤线，无经济价值：具有经济价值的可采煤层为下石盒子组、山西组及太原组，可采煤层5组10层分别为丙3、丁5、丁6、戊8、戊9、戊10、己15、己16、己17、庚20、可采煤层总厚度约15m，各主要可采煤层和标志层之间的层间距较稳定。
目前，PMY主采丁组、戊组煤层，分别为：丁6、戊8、戊9、戊10，煤层煤种为气煤、1/3焦煤、肥煤，一般作为动力用煤。其中丁6煤层煤厚1.09～3.64米，平均煤厚2.01米，该煤层结构简单，含夹矸0～2层，厚0～0.45米；戊组煤层最为发育，厚度大，为主要可采煤层，但结构复杂，分叉合并现象普遍。分层区域：戊8煤层煤厚0.25～3.81米，平均煤厚1.93米，属较稳定煤层；戊9煤层煤厚0.35～2.88米，平均煤厚1.07米，属较稳定煤层；戊10煤层煤厚0.85～4.15米，平均煤厚2.42米，为较稳定煤层。合层区域：戊8、戊9、戊10合层区煤厚3.99～8.90米，平均6.5米，含夹矸3～7层，煤层层位和厚度稳定，为稳定煤层。戊9、戊10合层区（戊9-10）煤厚1.99～7.34米，平均4.34米（含夹矸3～5层），为较稳定煤层。在PMY井田范围内，地层走向为北550～750西，倾向北东，地层为单斜构造，倾角3～120，局部最大为250。煤层顶底板岩性由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及泥岩互层组合。煤层直接顶大多数为砂质泥岩或泥岩，老顶一般为砂岩，少数有伪顶，伪顶岩性为炭质泥岩，各煤层均以砂质泥岩为直接底板。
2.5.1.1、丙3煤层
位于下石盒子组丙煤段中部，上距田家沟砂岩（B12.）47米，煤厚0.20-1.75米，平均煤厚0.90米。煤层结构简单，局部含夹矸厚0.05-0.55米，属不稳定煤层。在26-29勘探线间大面积不可采，33-36勘探线间-350米以线为不可采区。
2.5.1.2、丁5煤层
位于下石盒子组丁煤段中上部、上距丙3煤层84米。该煤层一水平已全部采动，二、三水平部分可采。煤厚0.55-1.85米，平均煤厚1.00米，属较稳定煤层。在29勘探线-500米以深、30-32勘探线-400米以深出现大面积不可采区，二水平中部及35勘探线-300米左右各有一不可采区。煤层结构简单，偶见一层夹矸0.1-0.55米厚。
2.5.1.3、丁6煤层
为本井田主要可采煤层之一，位于下石河子组丁煤段中部，上距丁5煤层十米左右，沉积稳定，发育良好。该煤层一水平已全部采完，二、三水平煤厚1.09-3.64米，平均煤厚2.01米，属全区可采稳定煤层。该煤层结构简单，含夹矸0-2层，厚0-0.45米。
2.5.1.4、戊煤组
位于下石河子组戊煤段中上部。本井田戊组煤层最为发育，厚度大，为主要可采煤层，但结构复杂，分叉合并现象普遍，其变化情况按其范围可分为以下几种类型（夹矸厚度0.7米为分合层线）：
戊8、戊9、、戊10均为独立煤层（戊11独立分层，不可采），分布在26-30勘探线之间-250米以下，30-34勘探线间-350米以下及34-36勘探线-50米以下。
戊8煤层：上距丁6煤层80米，煤厚0.25-3.81米，平均煤厚1.93米。属较稳定煤层。煤层结构简单，仅在26-29线间-300米以深含1-2层夹矸（厚0.05-0.41米）。
戊9煤层：上距戊8煤层0.7-18.5米，煤厚0.35 -2.88米，平均煤厚1.07米，属较稳定煤层。煤层结构简单，仅在27-29勘探线-550米以深存在一不可区。
戊10煤层：上距戊9煤层0.7-16.0米，煤厚0.85-4.15米，平均煤厚2.42米，为较稳定煤层。含夹矸1-4层，常见1-2层夹矸厚0.01-0.54米。井田内全部可采。
戊8、戊9、戊10合层区（戊8-10）：在26-34勘探线，从风化带至-250米之间，煤厚3.99-8.90米，平均6.5米，含夹矸3-7层，煤层层位和厚度稳定，沉积连续性好，全部可采，变异系数17%，为稳定煤层。
戊9、戊10 合层区（戊9-10）：分布在30-34勘探线-250-350米之间，煤厚1.99-7.34米，平均4.34米（含夹矸3-5层）。全部可采，变异系数40%，为较稳定煤层。
2.5.1.5、己15煤层
位 于山西组己煤段上部，上距戊10煤层157米左右。煤厚0.18-4.84米，平均煤厚1.40米，属不稳定煤层。含夹矸1-2层。在28-32勘探线间-250--500米，31-36勘探线间-500米以深出现两个不可采区，不可采面积约占总面积的3/5。
2.5.1.6、己16煤层
位于山西组己煤段中部，上距己15.煤层1.9-10.0米，煤厚0.27-4.84米，平均煤厚1.26米，属不稳定煤层。井田中深部大部分不可采，不可采面积约占总面积的1/3强。
2.5.1.7、己17煤层
位于山西组己煤段下部，上距己16煤层0.60-9.0米。煤厚0.29-2.19米，平均煤厚1.28米，属较稳定煤层。在27-33勘探线间-240米以深有一个无煤区和不可采区，不可采面积约占总面积的1/3左右。煤层结构较简单，偶见一层夹矸，厚0.05-0.28米。
2.5.1.8、庚20煤层
位于太原组下部，石炭岩段中上部，上距己17煤层56米。煤厚0.40-2.64米，平均煤厚1.63米。属较稳定煤层。仅在26-28勘探线-250米以浅有一不可采区，31-13孔有一不可采点，面积很小。该煤层结构简单，一般无夹矸。
目前，PMY主采丁组、戊组煤层，分别为：丁6、戊8、戊9、戊10，煤层煤种为气煤、1/3焦煤、肥煤，一般作为动力用煤。
2.5.2、地质构造、构造类型
本井田位于主体构造李口向斜西南翼中段。基本构造为一走向北55-75°西，向北北东倾斜的平缓单斜构造。地层倾角5°-22°，一般6°-8°，井田内26-29勘探线深部最大倾角22°。
井田内构造简单，褶皱一般不发育。煤层沿走向虽有小的起伏，但大断层稀少，仅在井田中、深部发现落差在20-40米的正、逆断层五条，并伴有次一级宽缓向斜和背斜，井田内小断层较发育。另外，根据煤科院西安分院对三水平丁戊二三维地震勘探资料，发现大于5米的正、逆断层15条，但目前没有一条验证，有待以后进行实际验证。
2.5.2.1、褶皱
（1）、郭庄背斜：
背斜轴位于尹充村野猪岭一线，走向北60°西，向北西倾伏，东北翼倾角8°-15°，西南翼倾角6°-11°倾伏端在28勘探线东侧岳家小窑附近出露较明显，向东南沿至十矿，区内延展长度800米。26-8孔、26-6孔、和27-16孔有控制。
（2）、牛庄向斜
向斜轴部位于丁家村及老沟村一线。轴向与郭庄背斜大致平行。呈北西向展布。由十矿进入本井田，倾伏于老沟附近。区内延展长度600米。地表全被黄土掩盖，从26、27勘探线剖面图看，26-12孔、27-15孔、27-9孔，井下戊8-10—21171采面、戊8-10—21151采面、戊8-10—21191采面、戊8—21210采面均有控制。
2.5.2.2、断层
（1）、牛庄逆断层（F1）
走向北35°-45°西，倾向北东，倾角40°，落差9-25米，井田内延展长度1500米，西北端消失在28勘探线西侧附近，东南端延伸至十矿井田内。该断层钻孔控制严密，26-12孔、27-9孔28-13孔均有控制。本井田丁、戊三东大巷、车场、丁戊三轨道、皮带上山及十矿井田巷道内均有揭露。
（2）、竹园逆断层（F2）
走向北35°西，倾向北东，倾角40°，落差13-20米。30-14孔，丁6—21150采面和丁一下山、戊一下山均有揭露。戊组煤层落差比丁组煤层大。井田内延展长度1000米。
（3）、张家逆断层（F3）
位于张家和竹园一线。走向北35°西，倾向北东，倾角38°，落差16-50米。北西端延出井田外，东南端消失于30勘探线以西30/-19孔附近。地表全被第四系掩盖，32-22孔、丁6-31060机、风直接控制。井田内延展长度1870米，但该断层沿走向和倾向控制程度较差，只有在以后采掘过程中加以解决。
（4）、龙池正断层（F4）
位于36勘探线龙池村附近。走向北60°东。倾向北西，倾角45°，落差20-32米，由36—22孔及丁6—22160采面控制，西南端入四矿井田，本井田内延展长度450米。
（5）、王家寨正断层（F5）
位于王家寨村西北，走向北55°西，倾向北东，倾角42°-80°，落差２５～３０米，井田内延展长度约５００米，无工程点和巷道点控制。由地质点１９３５及３４６点见到，地表破碎带３～３.５米。
据井田内丁、戊煤已开采的采区揭露情况看，本井田内小断层较发育，在这些断层中，以高角度小断层的正断层为主，逆断层较少。断层密度３.２条/万平方米。走向多为北东向和北西向。从小断层的分布情况看，由西向东发育程度减弱，由浅入深断层密度有减小的趋势，但断层落差有变大的趋势。从小断层的延展长度可以看出：走向断层落差越大，延展长度也较大，但条数少。斜交断层落差变动幅度较大，延展长度１００～７００米，一般２００～３００米。
2.5.3、水文地质条件
PMY井田内水文地质条件比较简单，充水因素主要是顶板砂岩及老空积水。主要含水层有：寒武系灰岩岩溶裂隙含水层；太原群岩溶裂隙含水层；己组煤层顶板砂岩含水层；戊组煤层顶板砂岩含水层；丁组煤层顶板砂岩含水层；平顶山砂岩裂隙含水层及第四系含水层。其中，对PMY有影响的主要是丁组、戊组煤层顶板砂岩含水层。平顶山砂岩裂隙含水层及第四系含水层为下伏含水层的主要补给水源。
历年矿井涌水量情况：
矿井开采初期（83年以前），为一水平生产，矿井主要充水水源为二叠系砂岩含水层水，对矿井生产无大影响，矿井正常涌水量稳定在70m3/h左右。
矿井开采中期（83年～95年），为一、二水平同时生产，矿井主要充水水源为石炭系太原组灰岩水和二叠系砂岩含水层水，矿井正常涌水量稳定在250m3/h左右。
九五年以后三水平投入生产，矿井主要充水水源为石炭系太原组灰岩水和二叠系砂岩含水层水，一水平开采已到后期，水量减至14m3/h，矿井水主要来自二水平和三水平。
2006年，PMY矿井实际涌水量平均801.59 m3/h，最大涌水量为1354 m3/h，最小涌水量441.2 m3/h。
第三章 开采技术条件
3.1、瓦斯
据历年PMY瓦斯鉴定结果表明，相对瓦斯涌出量均小于10m3/t，属低沼矿井。但随着开采深度的增大，瓦斯涌出量也随之增大，戊煤组工作面绝对瓦斯涌出量自71年后逐渐增长的特点，相对瓦斯涌出量自78年以来有逐渐增大的趋势。二、三水平深部掘进和回采工作面时有瓦斯超限现象发生。丁、戊煤组、己17煤层瓦斯试验成果表明，瓦斯含量与煤层埋藏深度基本成正比，如戊煤组煤层埋深<600米时，CH4含量最大的为6.56ml/g，而埋深>700m时，CH4 含量平均在15.0ml/g以上，最大可达27.20ml/g。同时表明瓦斯含量与煤层厚度亦成正比，丁6煤层（中厚煤层）瓦斯含量在0.259-4.6972 ml/g之间，平均1.776ml/g，己17煤层（薄-中厚煤层）瓦斯含量在0.86-27.227 ml/g之间，平均7.85ml/g。
2004年瓦斯鉴定结果：矿井绝对瓦斯涌出量为38.48m3/min，相对瓦斯涌出量为5.55m3/t；我矿属于低瓦斯矿井，但2002年5月2日在二水平丁二采区丁6-22160风巷掘进过程中，在距龙池断层以西385m处时曾发生过一次瓦斯动力现象。目前，经过煤科院抚顺分院鉴定，认定我矿为煤与瓦斯突出矿井。
3.2、煤尘
本井田各可采煤层煤尘都具有较强烈的爆炸性，我矿丁组煤层煤尘爆炸指数为35.77~36.27%，戊组煤层煤尘爆炸指数为36.49~44.14%，属有煤尘爆炸危险矿井。各开采煤层的自然发火期和煤尘爆炸指数见表3-1
表3-1 各煤层的自然发火期和煤尘爆炸指数
煤层
项目 丁6 戊8 戊9 戊10
自然发火期（月） 6~8 6~8
煤尘爆炸指数 35.77~36.27% 36.49~44.14%
3.3、煤的自燃
本井田可采煤层属低-中变质程度烟煤，经测试，丁、戊、组煤层自燃发火期6—8个月，己组煤层自燃发火期6—8个月，均属于易自燃煤层。
3.4、地温
本井田恒温带温度为17.2°C，深度为25米。地温梯度平均值为3.02°C/百米，属地温异常区。丁6煤层一级高温区-300¬～ -500米之间，二级高温区在-500米以下，戊10煤层一级高温区在-200¬～-500米区间内，二级高温区在-500米以下，己组煤层在-400米以下属二级高温区，-800米以下达50°C以上。
第四章 矿井开拓方式、开采方法
4.1开拓方式
矿井分三个水平开采，采用联合开拓方式：
一水平标高-25m，采用中央立井、主石门、分组大巷开拓；
二水平标高-240m，采用皮带主斜井、轨道暗斜井、副立井、主石门、集中大巷开拓；
三水平标高-517m，采用主斜井、副立井、主石门、集中大巷开拓；
目前，矿井共有井筒10个。其中为一水平服务的井筒有3个，分别为：一水平主井、一水平副井、戊七斜井；为二水平服务的井筒有4个，分别为：二水平皮带主斜井、二水平轨道暗斜井、北一进风井、北一回风井；为三水平服务的井筒有3个，分别为：三水平皮带暗斜井、北二进风井、北二回风井。
2008年计划生产原煤380万吨，计划开掘总进尺29000米。各采区目前的生产分布见附表７。
2008年计划一季度的采掘变化情况：
新增加的开掘工作面：戊8-23030风巷、戊8-23030机巷、三水平丁二部变电所、三水平丁二轨道下山（二期）、戊-F23170机巷。新增加的采煤工作面：戊80-21152采面、戊90-31020采面、丁6-32040采面。
结束的采煤工作面：丁5-32060采面、丁6-31090采面、戊80-21192采面。
4.2、开采方法
分水平利用分组大巷进行上、下山开采。采煤方法：综采工作面采用走向长壁全部陷落采煤方法，工作面回采方向为后退式。炮采工作面采用走向长壁放顶煤一次采全高采煤法，顶板管理为全部跨落法。
目前，矿井三个水平同时生产。一水平现有两个采区（戊三、戊七采区生产能力50万吨/年）进行残采，主要进行边角煤柱的回采，布置两个炮采工作面和三个炮掘工作面；二水平戊一采区（生产能力120万吨/年）采用双翼开采，布置一个综采工作面；二水平戊二采区（生产能力60万吨/年）采用单翼开采，布置一个综采工作面和一个备用工作面；三水平丁一采区（生产能力60万吨/年）采用双翼开采，布置两个综采工作面和两个掘进工作面；三水平戊一能力为100万吨/年,现布置以个综采工作面和四个掘进工作面;二水平戊三采区处于开拓准备阶段,布置四个掘进工作面，预计2008年6月首采面投产。
工作面回采工艺方式采区（生产能力100万吨/年）采用双翼开采，布置一个准备工作面。三水平丁二设计生产
4.2.1工作面回采工艺
为了进一步实现回采工作面集中化，减少辅助人员和设备，大大减轻工人的繁重体力劳动，减少和避免冒顶事故，有利于安全生产，提高机械化水平，提高产量质量，劳动生产率，降低吨煤材料。本采区采用综合机械化采煤工艺真正做到回采工作面的割煤、运煤、支护及采空区处理等工序实现机械化作业。
工作面主要设备
4.2.1.1、落煤：
由于本煤层赋存稳定，地质构造简单、顶板完整、煤层平均厚度2.45m左右，确定本采区综采工作面破煤采用螺旋滚筒，以一定转速n旋转，同时以一定牵引速度v沿工作面移动的过程，如果牵引速度为零，则截齿不切入煤体，则切削厚度为零，随着牵引速度增大，截齿切入煤体浓度增加，切削厚度也随之增加，它们的关系为：
h＝（V/mn）*10³ （4-1）
式中 h----切削厚度 mm
m----滚筒同一圆周上的截齿数
n----滚筒传数 r/min
v----牵引速度 m/min
因此，牵引速度和滚筒转速影响采煤机的破煤效果。该采区工作面采煤机截割方式采用双向采煤。采煤时，前滚筒割煤，后滚筒割底煤和装煤。在距滚筒3－5m以外可进行推溜和移架，往返割两刀，进刀方式为端部斜切进刀。
4.2.1.2、装煤运煤：
综采工作面的装煤是由螺旋滚筒前后的旋转直接完成的。运煤由可弯曲刮板输送机、转载机、胶带输送机完成。综合机械化采煤工作面输送机生产能力应与采煤机械(滚筒采煤机)的生产能力相适应。
Q运≥K1×K2×Q采 （4-2）
式中： Q采：采煤机的计算生产能力， t/h；
K1：运输方向及倾角系数， K1取0.7；
K2：采煤机运行与输送机运输方向相同时的修正系数
K2＝V运/(V运-V采)
式中 V运：输送机的链速 m/min
V采：采煤机的牵引速度 m/min取4m/min
按计算Q运选择工作面输送机，选定的输送机生产能力应比采煤机的计算生产能力大10～15%。
可伸缩胶带输送机的计算生产能力Q带(t/h)
Q带＝(1.5－3.0)×Q （4-3）
式中 Q＿＿工作面平均生产能力 t/h
Q＝Q班/t
Q班＿＿工作面班产 t
t＿＿每班割煤时间 t
(1.5－3.0)＿＿生产不均衡系数 取1.5
根据上述公式，才能合理地对运煤设备选型
Q运≥K1×K2×Q采
Q＝Q班/t
Q带＝(1.5－3.0)×Q
4.3支护方式，
4.3.1、采面支护设计
采面用ZY/5000-18/38掩护式液压支架，初撑力为3866KN，双立柱，工作阻力为5000KN，支护强度0.76－0.86MPa，底板比压1.87－2.2MPa,运输尺寸6250×1430×1800mm，前梁长3.867m，支撑高度1800-3800mm，架间距1500mm，移架步距0.8m，泵站压力31.5MPa。采面支架布置呈两条直线，机头三架和机尾三架呈一条直线，其余支架排成一条直线。
4.3.2、端头支护
上端头利用花边梁配合单体支柱沿倾向架棚控制顶板。下端头用工字钢配合单体柱支护顶板，运输机机头上方用2根4.6m长的花边工字钢打抬棚，沿走向一梁三柱架设，随采面的推进，交替迈步前移，联锁长度不小于2.8m，运输两侧必须都打有单体柱，保证起到抬棚的作用。上下端头放顶线处均采用2排密支柱切顶，柱距、排距均为0.5m，若顶板破碎时，要架木垛进行支护，出口高度不低于1.8m，宽不少于0.7m。
4.3.3、超前支护
在机风两巷为锚网支护域，采用补架钢梁的加强支护方式，作为超前支护，2.8m或3.0m的钢梁做力梁，单体支柱做腿，一梁两柱，压力大或顶板破碎时加中柱，为一梁三柱，超前支护长度20m范围内棚距0.6m，20－50m内棚距1.2m，风巷超前支护长度为50m，机巷超前支护长度到锚固站处。
4.3.3、采空区处理及控顶距的确定
随着工作面不断向前推进，顶板暴露面积不断增加，工作面压力也逐渐增加，为了安全生产，对暴露的顶板及时处理，采用了全部垮落法控制顶板。
4.3.3.1控顶距的确定依据：
L小＝d+e （4-4）
L大＝d+e+s （4-5）
式中： L大•L小——最大、小控顶距m
d____液压支架顶梁长度m 取3.9m
e＿＿梁端距0.2－0.4m 取0.4m
s＿＿采煤机截深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单体支柱确定及选择支护规格
选择支柱时，首先是根据工作面采高和预计顶板下沉量，结合工作面技术装备实际情况，选定支柱的类型。最大下沉量根据矿山压力理论粗略计算顶板下沉量。
SL=η*m*L （4-6）
式中 SL----顶板下沉量，m；
η----下沉系数，0.25—0.05，取0.04；
m----采高，（2.1-2.8）m；
L----控顶距，m；
所以 SL=0.04*2.1*5.1=0.428米=428mm
确定规格 Hmax=Mmax-b=2.8-0.96=2.69m
Hmin=Mmin-SL-b-a=2.1-0.428-0.096-0.05=1.526m
查表选择单体支柱型号为DZ2.8。
4.3.3.3.综采选择支架：
所选液压支架应满足下列要求：
1、具有合理的工作阻力和初撑力，支撑力的分布要适应围岩的情况，即架型选择合理，液压系统简单可靠；
2、能可靠支撑靠近煤避处无立柱空间的顶板，有较大的遮盖率；
3、能采取合理的移架方式，能随着采煤及时支护顶板；
4、具有与围岩及垮落矸石相适应的挡矸或掩护机构，清矸量少，移步中不漏矸；
5、稳定性好，防滑、防倒、抗水平推力性能良好；
6、支架应能可调，当顶底板、煤厚、倾角变化时也能正常移动；
7、构件要有足够强度，支架有足够的 伸缩余量，且便于搬运安装；
8、要有足够的通风断面，能适应高沼气和薄煤层工作面的需要；
首先要考虑工作面的 地质条件包括：1）、顶板性质、2）、煤层厚度、3）、煤层倾角、4）、底板性质
验算支护强度
1、顶板压力估算：
据采面煤岩综合柱状图知：砂质泥岩累计厚度为10.4m，容重2.5t/m3粉砂岩。细岩、中细砂岩累计厚度为24m，容重2。8t/m3，加权平均求顶板岩体容重为：
R=10.4*2.5+24*2.8/（10.4+24） （4-7）
=2.76t/m3
2、顶板压力估算：
根据邻近采区的经验，顶板压力限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：支架的支护强度；
M：采煤工作面采高；
R：岩石容重；
Q=P*S （4-9）
=0.582*1.430*3.867
=3218KN
式中： Q：顶板压力估算；
S：支架支护面积，1430*3867mm2
3、底板压力估算：
P′=(Q+G)/S （4-10）
=(3218+162)/1380*2654
=0.9Mpa
式中： P′：底板比压；
G：支架自重，取162t；
S：支架底座面积 ，1380*2654mm2
4、安全性能比较：
从以上计算可知：由于计算出来的支架支护顶板的强度、顶板压力、底板比压均小于拟用支架的设计参数，所以使用ZY5000—18/38掩护式液压支架能够满足采面支护要求。
采煤工作面质量管理
工作面支护方式质量管理制度和要求，
1、采面支护
采面支架布置呈两条直线，机头三架和机尾三架呈一条直线，其余支架排成一条直线。
2、端头支护
上端头利用花边梁配合单体支柱沿倾向架棚控制顶板。下端头用工字钢配合单体柱支护顶板，运输机机头上方用2根4.6m长的花边工字钢打抬棚，沿走向一梁三柱架设，随采面的推进，交替迈步前移，联锁长度不小于2.8m，运输两侧必须都打有单体柱，保证起到抬棚的作用。上下端头放顶线处均采用2排密支柱切顶，柱距、排距均为0.5m，若顶板破碎时，要架木垛进行支护，出口高度不低于1.8m，宽不少于0.7m。
3、超前支护
在机风两巷为锚网支护域，采用补架钢梁的加强支护方式，作为超前支护，2.8m或3.0m的钢梁做力梁，单体支柱做腿，一梁两柱，压力大或顶板破碎时加中柱，为一梁三柱，超前支护长度20m范围内棚距0.6m，20－50m内棚距1.2m，风巷超前支护长度为50m，机巷超前支护长度到锚固站处。
4.4工作面机械设备选择
工作面采用回采设备选择配套
4.4.1 采煤机选型
机械化采煤工作面的生产能力主要取决于采煤机的落煤能力，采煤机装煤能力计算公式为：
Q装=（3.14/4）K（D1²-D2²）*n*L*γ*60 （4-11）
式中 Q装---采煤机装煤能力，t/h；
K----螺旋的装满系数，一般取0.3—0.4；
D1、D2---滚筒内外直径，m
n---滚筒转速，r/m¡n；
L---螺旋导程，m；
γ---碎煤容重，0.9-1.1t/m³；
要求Q装>Q采。
采煤机的生产能力计算公式为：
Q采=60*Hm*B*Vc*γ， （4-12）
式中 C采---采煤机的生产能力，t/h；
Hm---采高，m；
B---截深，m；
Vc---牵引速度，3-5 m/m¡n；
γ---实体煤容重，1.2-1.4 t/m³；
4.4.2 运输机选型
综合机械化采煤工作面输送机生产能力应与采煤机械(滚筒采煤机)的生产能力相适应。
Q运≥K1×K2×Q采 （3-13）
式中： Q采：采煤机的计算生产能力， t/h；
K1：运输方向及倾角系数， K1取0.7；
K2：采煤机运行与输送机运输方向相同时的修正系数
K2＝V运/(V运-V采) （3-14）
式中 V运：输送机的链速 m/min
V采：采煤机的牵引速度 m/min取4m/min
按计算Q运选择工作面输送机，选定的输送机生产能力应比采煤机的计算生产能力大10～15%。
可伸缩胶带输送机的计算生产能力Q带(t/h)
Q带＝(1.5－3.0)×Q （4-15）
式中 Q＿＿工作面平均生产能力 t/h
Q＝Q班/t
Q班＿＿工作面班产 t
t＿＿每班割煤时间 t
(1.5－3.0)＿＿生产不均衡系数 取1.5
根据上述公式，才能合理地对运煤设备选型
Q运≥K1×K2×Q采
Q＝Q班/t
Q带＝(1.5－3.0)×Q
4.4.3 转载机及其供电设备选型计算方法与选择设备主要指标。
4.4.4工作面支护采用ZY5000-18/38掩护式液压支架。
4.5掘进工作面生产组织
4.5.1区段平巷掘进工作面巷道断面，
掘进断面11.0m2；
巷道净断面9.89m2
4.5.2主要掘进机械设备配套，
EBJ—120掘进机一台、液压锚杆机一台、500KVA移动变电站一台、SP-650可缩胶带运输机5部、DN52-350馈电三台、QC83-80磁力启动开关若干台、简易800皮带一部、QC83-225真空开关若干台、28KW风机两台、煤电钻两台。
4.5.3掘进工作面工艺组织方式，
施工方法 采用EBJ—120掘进机割煤（刚开工时采用煤电钻打眼放炮，耙斗机耙渣），后跟胶带运输机出碴。采用风动锚杆机或液压锚杆机钻眼进行锚杆锚索支护或架棚支护。
施工 工序 交接班验收→整改隐患→开工准备→掘进机割煤出渣（刚开工时采用煤电钻打眼放炮）→敲帮问顶→前探支护→运料→永久支护┅进入下一循环→交接班自检验收。
工作制度 采用“三八”工作制，勤杂班负责生产物资供应，机电班负责各种机电设备检修和维护，看风机工和皮带司机均为专职人员，现场交接班。
表4-3劳动组织图表
工种
人数
班次
直接工
辅助工 其中
跟班
工长 合计
运输
司机 机电
工 看
风机
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
检修班 7 1 8
在册合计 31 21 15 3 3 4 56
4.5.1.1 作业规程
1、内容符合《煤矿安全规程》及上级有关规定；
2、施工时地质条件变化时有补充措施；
3、内容齐全，外观整洁，图文清晰，保存完好；
4、审批、贯彻手续完备，有贯彻、考核和签名纪录．
4.5.1.2 作业地点综合防尘措施
1、采取湿式钻眼；
2、定期冲洗巷帮，耙斗机扒渣时采取洒水降尘措施；
3、爆破使用水泡泥、喷雾降尘，巷道内有两道水幕，且水幕可雾化全断面；
4.5.1.3、粉尘浓度较大时，作业人员必须佩戴防尘口罩．
4.5.1.4巷道文明生产标准
1、巷道内无杂物，无淤泥，无积水（淤泥、积水长度不超过5米，深度不超过0.1米）；
2、浮煤（矸）不超过轨枕上平面，水沟畅通；
3、材料、工具摆放整齐，挂牌管理；
4、管线吊挂整齐。
4.5.1.5 施工图板
1、作业场所有施工断面图、炮眼布置三视图、爆破说明书和避灾路线图；
2、图板图文清晰、正确，保护完好；
3、图板悬挂位置合理，便于施工人员观看；
4、现场人员熟知三图一表。
4.5.1.6掘进安全设施
1、上下山掘进安全设施齐全有效，安全间隔距离符合《煤矿安全规程》规定；
2、掘进工作面必须按照防突措施要求严格落实；
3、工作面应按规定设置隔爆设施；
4、采用锚杆支护的巷道必须对顶板离层进行监测，测点布置符合作业规程规定，并有记录牌板显示。
第五章，矿井主要生产系统
5.1、矿井提升
主提升系统有主立井和主斜井系统，其中主立井提升机于04年7月由前苏制2×4×1.7绞车改造为洛阳中信重机公司的2JK4×1.7双滚筒提升机，配套电机容量为2×630KW，提升容器为8吨型箕斗，提升高度218.9米，主要担负戊七采区、戊三采区、二水平戊一采区东翼、三水平戊一采区的运输提升任务(主立井提升能力为192万吨/年)；主斜井系统为两台GDS-100型钢丝绳牵引胶带输送机，每台输送机配套电机容量为2×400KW，运输距离为1490米，兼作输送人员，主要担负二水平戊一采区西翼、戊二采区、三水平丁一采区的运输提升任务(主斜井年生产能力为173×2=346万吨)。
辅助提升系统有院内副井、北一和北二副井提升系统，主要担负下放物料、提升矸石、升降人员的任务。院内副井提升系统：提升机为捷克生产的2×4×1.2型绞车，配套电机容量为470KW，提升容器为单绳单车三吨罐笼，提升高度177米。北一副井提升系统：提升机为JKMD—2.8×4型绞车，配套电机容量为2×630KW，提升容器为多绳单车三吨罐笼，提升高度513米。北二副井提升系统：提升机为JKMD—3.5×4（I）E型摩擦提升机，配套电机容量为1000KW，提升容器为多绳单车双层三吨罐笼，提升高度703米(院内绞车、北一绞车、北二绞车年生产能力分别为384万吨、278万吨、184万吨)。
5.2、矿井运输
井下主运输系统由胶带运输和轨道运输系统组成。
胶带运输：戊一系统有戊一1-5部1.2米皮带和六部STJ1200×3×250S型钢丝绳芯引胶带输送机（运行速度2.0 m/s），服务于一水平及二水平戊一采区西翼；戊七系统有戊七一部STJ1200×4×280S型钢丝绳芯引胶带输送机、戊七二部STJ1200×3×280S型钢丝绳芯引胶带输送机（运行速度2.5 m/s），服务于三水平和二水平戊一采区东翼(戊七皮带系统、戊一皮带系统年运输能力380万吨、303万吨)。
采区主要生产系统
5.2.1运输系统
主要运输设备有：工作面胶带输送机，多点驱动皮带
皮带型号:SSM/10分别为00—2×132+132
主滚筒:Φ800mm 卸载滚筒:Φ600mm
导向滚筒:Φ400mm
电动机型号:YB315—4 功率:132KW(南阳)
电流:235.2A 转速:1480r/min
电压:380/660V 接法: /Y
减速机型号:DCY400—圆锥圆柱齿轮减速机
输入轴数:1500r/min 传动比:1∶25
输入功率:450KW 油量:125kg
各减速机型号：主滚筒： DCY400—IIN
副滚筒： DCY400—IS
子机： DCY400—IIS
戊二皮带下山胶带输送机：戊二高强皮带机：皮带型号ST—3150×1000(9+8+9)
电机型号:YB335M2—4 功率:250KW(河南南阳防爆)
减速机型号:DCY—500 传动比:1∶40 转速:1500r/min
输入功率:690KW 质量:4300kg
主滚筒:Φ1400mm 卸载滚筒:Φ1400mm
联轴节:YOX—600 规格:Φ90—Φ90
闸电机: 型号:YBOZ 302
功率:250KW 电压:660V
转速:3000r/min 电流:0.3A
给煤机型号：K—4
重量：2737kg 轴键：12mm
减速机型号：JZQ 500
减速比：1∶15.75
电动机型号:YB200L1—6 电压:660V
功率:17KW 电流:22.8A
小底规格:410×300 (mm)
高强减速机各台型号:输入功率:550KW
①号机:DCY500—40—IVS
②号机:DCY500—40—IIIN
③号机:DCY500—40—IVN
5.2.2轨道运输：
二水平大巷原采用架线式电机车运输方式，2005年经瓦斯升级改造，全部更换为防爆特殊型矿用蓄电池电机车，有25台XK12—9/192--2KBT型蓄电池电机车运行，承担二水平戊二采区、三水平丁一采区的主运输任务，同时输送物料和运送人员，其中9台用于主运输。三水平大巷有4台XK12—9/192型畜电池电机车，输送物料和煤炭以及运送人员，轨道长度2906米，道岔23副。
矿井斜巷运输共有十二条主要轨道：戊七斜井轨道、暗斜井轨道、戊七岩石轨道绞车、戊七沿煤轨道、戊一上山轨道绞车、戊一下山轨道、戊二轨道、-240轨道、-360轨道、三水平丁一轨道、三水平戊一轨道、三水平丁二轨道，其中-360轨道兼作输送人员(轨道运输年运输能力为149万吨)。
5.2.3、通风系统
PMY具有完整独立的通风系统，目前有三组主要通风机做联合抽出式运转，矿井通风方式为多进风井、多回风井混合式通风，通风方法为抽出式；矿井实行分区通风。
进风井有一水平主井、副井；二水平主斜井、北一进风井和北二进风井5个井筒；回风井有戊七斜井、北一回风井、北二回风井3个井筒。全矿井总进风量26695m3/min，总排风量26735m3/min，有效风量24151 m3/min，有效风量率88%；矿井漏风率为2.6%，矿井等积孔9.8m2。(戊七回风井、北一回风井、北二回风井。核定通风能力分别为：58万t/a、204万t/a、246万t/a,核定通风能力为508万t/a）
PMY现有三组主要通风机联合运转（戊七、北一、北二），矿井的通风方式为多进风井、多回风井混合式通风，通风方法为抽出式通风。
5.2.3.1进、回风井筒数量及风量。
矿井共有五个进风井（一水平主井、付井、二水平主斜井、北一进风井、北二进风井），三个回风井（戊七斜井、北一回风井、北二回风井），风量如下：
表5-1主要进风井风量 单位:立方米／分钟
进风井 一水平 二水平 三水平 合计
风量 副井 主井 主斜井 北一进风井 北二进风井 29204
2964 1000 2080 9725 12900
表5-1主要回风井风量 单位: 立方米／分钟
回风井 戊七斜井 北一回风井 北二回风井 合计
风量 5387 10635 10846 26868
表5-3 矿井各组主要通风机运转情况
风井
名称
风机型号 电机功率Kw 工作
方法 负压
Kpa 工作风量
m3/min 风叶
角度 担负供
风地点
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 东5米 二水平戊一、戊二、戊三
北二 GAF28-14-1 1250 抽出 2.8 12177 东-2º 三水平丁一、丁二、戊一
5.2.3.2矿井需要风量、实际风量、有效风量。
全矿主要通风机总工作风量为30226m3/min，总进风量为29204m3/min，总排风量为29249m3/min，矿井实际需风量22110m3/min，有效风量26616 m3/min，有效风量率为88 min
5.2.3.3矿井瓦斯等级，瓦斯和二氧化碳的绝对、相对涌出量。
2007年度矿井瓦斯等级鉴定结果为：矿井瓦斯相对涌出量6.05立方米／吨，二氧化碳相对涌出量为4.99立方米／吨，全矿井瓦斯绝对涌出量为43.71立方米/分钟，二氧化碳绝对涌出量为36.02立方米/分钟，确定我矿为高瓦斯矿井。但是根据煤科总院抚顺分院关于PMY煤与瓦斯突出鉴定报告结果：PMY丁6煤层为煤与瓦斯突出煤层，矿井为煤与瓦斯突出矿井，故PMY2007年矿井瓦斯鉴定为煤与瓦斯突出矿井。
5.2.3.4主要通风设备及运行参数，风量，风压，通风阻力，等积孔。
表5-4 矿井各组主要通风机运转情况
风井
名称 风机型号 电机功率Kw 主扇负压
KPa 工作风量
m3/min 等积孔
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分区通风情况。
矿井三组主要通风机联合抽出式运转，矿井为分区通风。其中戊七主要通风机担负一水平戊七、戊三采区通风任务，北一主要通风机担负二水平戊一、戊三、戊二采区通风任务，北二主要通风机担负三水平戊一、丁一、丁二采区通风任务。PMY有完整的通风系统，实行分区通风，通风系统中无不符合《煤矿安全规程》的串联通风、扩散通风、采空区通风。矿井通风能力满足生产要求，采掘工作面和峒室的供风执行集团公司统一标准。矿井的有效风量率为88%，矿井巷道失修率为4.62%，严重失修率为1.76％，矿井主要通风机的反风设施齐全，并按《煤矿安全规程》规定进行定期检查，每年进行一次反风演习，反风效果符合《煤矿安全规程》要求。矿井主要通风机外部漏风每月测定一次，北一、北二主要通风机外部漏风率低于9％，戊七主要通风机的外部漏风率低于8％。矿井有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监控系统，通风系统合理，通风设施齐全可靠；矿井采用机械式通风，运转风机和备有风机具备有同等能力，并且经具备资质的检测机构测试合格，三组主要通风机系统安全、可靠，不存在不符合规定的串联通风、扩散通风、采空区通风，通风网络安全可靠；安全检测仪器、仪表齐全可靠；局部通风机的安装和使用规定符合规定；矿井瓦斯管理符合有关规程规定，具备《煤矿生产能力核定标准》规定的六个必备条件。PMY2008年度通风系统生产能力核定结果460万t/a符合实际，实事求是，反映了当前矿井通风现状。
5.2.4矿井排水
矿井现有三个主排水系统：一水平系统设计正常涌水量100 /h，设计最大涌水量150 /h，水仓容量2500 m3，安装200Ｄ-43×7型水泵三台，φ299mm排水管两趟，单台额定流量288 /h，排水高度177米。二水平系统设计正常涌水量500 /h，设计最大涌水量900 /h，水仓容量4100m3，安装MD280-65×8型水泵四台， 200D-65×10型水泵两台，φ325mm排水管路两趟，φ219mm排水管路一趟，单台额定流量280 /h，排水高度分别为390米和513米。三水平系统设计正常涌水量170 /h，设计最大涌水量290 /h，水仓容量2780m3，安装ＰＪ-150×12型水泵三台，φ273mm排水管路两趟，单台额定流量300 /h，排水高度710米。
5.2.5、矿井供电
PMY共有三个35KV /6KV 地面变电站供电(矿井供电能力492万t/a)。
院内变电站：装备两台15000KVA主变，采用分列运行，服务地面工广及井下一、二水平。
尚庄变电站：装备两台6300KVA主变，采用分列运行，服务北一工广及井下二、三水平。
竹园变电站：装备10000KVA、8000 KVA主变两台，采用分列运行，服务北二工广及井下三水平。
井下共安装有27个变电所，其中一水平6个，二水平13个，三水平8个。
地面生产变电所5个：院内降压站低压变电所、洗煤厂变电所、锅炉房变电所、矸石山变电所及戊七变电所。
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采面等共五套瓦斯抽放系统，实现了瓦斯大的区域全部建立了瓦斯抽放系统，使用2BE1253-0、YD-4、SK-27、YWB-40、CBW1204-1BD4和2BEC42型瓦斯抽放泵进行抽放。自2001年以来，PMY新建的抽放系统不断采用大管径、大流量抽放泵，2004年开始在三水平戊一抽放系统安装使用了Ф500mm大直径抽放管路，配套200KW功率抽放泵，提高了抽放效果。2005年共完成瓦斯抽放380万m3，矿井抽放率为30.8%，符合《煤矿安全规程》规定。
5.2.7、矿井防尘
PMY建立有完善的综合防尘系统，做到了“有巷有管，有管有水”，按规定配置了防尘、隔爆设施，使用正常。矿井采用静压供水，地面设有容量为5250m3的消防水池。综采工作面推广煤体浅孔注水技术，采煤机设有外喷雾，支架安装有架下水幕，采面进、回风巷分别设有净化水幕，各转载点安设有洒水喷雾装置等；掘进工作面生产过程中使用有净化风流、除尘风机、水炮泥、湿式打眼等除尘工艺；井下各产尘点均设有洒水装置，大巷定期刷白。有效消灭了煤尘堆积、飞扬现象，有效消除了粉尘超限现象，为职工创造了良好的劳动环境。
5.2.8、矿井防灭火
PMY矿井井田范围内开采煤层均具有自燃发火倾向性，2005年自燃危险等级鉴定结果：丁、戊组煤层自燃发火期为6～8个月，属自燃矿井。一、二水平采用的主要防灭火手段是灌浆和喷洒阻化剂，矿井地面现装备有两个正常使用的灌浆站，即戊七和北山灌浆站，担负一、二水平防灭火任务；三水平设计有注氮防灭火系统。
5.2.9、井上下、矿内外调度通讯情况
PMY井上下通讯分三个系统：
一是1000门平煤集团公司程控电话，主要用于地面机关科室、区队办公室、后勤单位、三产单位、领导办公室及领导住宅电话。该程控电话可与集团公司所有程控电话进行通话，并能拨打市移动公司和联通公司的移动电话用户。调度台现采用3台平煤集团公司程控电话与全矿地面单位及集团公司各单位进行联系。
二是调度台安装一套温州生产的JSY2000-06D数字程控调度台用于全矿井上下生产地点、岗位及生产单位之间的通讯联络，使用3位数字号码进行通话，属于矿内部电话，只局限于本系统内电话卡间进行联络。该程控调度机容量400门，现已装机225门，其中井下使用117门，井上使用108门。调度程控交换机采用双回路供电，另有备用电源一套，可确保井上下电话不间断通话。
三是通过总调度室的程控调度电话与集团公司总调度室和集团公司各单位调度室进行通讯联系。
通过三个通讯系统，确保了井上下、矿内外的调度通讯畅通。
5.2.10、矿井监测、监控系统
PMY在1989年安装使用了原航空航天部“六三四”所研制的KJ4监控系统，经过1998年与2002年3月份两次升级改造后，已升级为KJ2000系统。目前该系统配接井下分站33套，瓦斯传感器73台，瓦斯闭锁装置41套，实现了对全矿所有采掘工作面的瓦斯自动监控及报警，断电控制，为动态瓦斯监控提供了可靠的保证，提高了PMY的现代化管理水平，在矿井防治瓦斯中发挥了重要作用。该系统主要有地面中心站一套（另有备用主机一套），具有甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能，采掘工作面风电瓦斯电闭锁覆盖率100%。系统具有规程规定的全部功能，运行比较稳定可靠，甲烷传感器设置合理，能够满足生产需要。
安全监测系统运转情况见附表
表5-5 ＫＪ2000监控系统传感器使用统计表
传感器型号 在册（台） 使用（台） 使用率% 备用（台）
瓦斯传感器 90 90 100
风速传感器 5 3 60 2
温度传感器 10 9 90 1
负压传感器 4 3 75 1
CO传感器 15 9 60 6
分站 45 43 95.6 2
合计 169
157
480.6
12
5.2.11、地面生产系统
PMY现有3个生产水平，井下出煤分别经过一水平主立井提升和二水平主斜井钢缆皮带运输机，再分别通过两条胶带运输机，将一二水平系统出煤输送到地面铁路煤仓装车外运，或拉入贮煤场装汽车进行销售。
第六章 安全技术管理措施
6．1采煤工作面安全技术管理的有关规定：
6.1.1 综采工作面初采初放安全技术措施
6.1.1.1、初采初放期间，两卷超前及工下安全出口的支护必须按照设计要求支护好，不符合要求的必须重做。
6.1.1.2、加强采面矿压监测工作，掌握采面推进情况，做好初次来压时间的预测预报工作。
6.1.1.3、采煤机司机严格控制采高，保证将顶底板割平。根据采面顶板状况按要求开、停车，严禁盲目开机割煤，防止抽顶、冒顶事故发生。
6.1.1.4、支架工必须采取追机移架的方法移架，一次够一个步距，及时调架，保证支架升紧升平，严防支架挤、咬、杀。
6.1.1.5、煤壁片帮，支架工必须超前移架，片帮过宽，应及时超前串棚，严防出现冒顶事故的发生。
6.1.2 末采措施
工作面末采时，工作面应与停采线平行，回采到停采线时要留有支护良好的最控顶空间。下层停采线较上层停采线向采空区错开数米。
防瓦斯安全技术措施
6.1.2.1、采面风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止电钻打眼；爆破地点20m范围内风流中瓦斯浓度达到1%时，禁止爆炮，采面风流中瓦斯浓度达到1.5%时，切断电源撤出人员，进行处理，风流中CO2浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因进行处理。
6.1.2.2、工作面内在体积大于0.5m3空间内，局部聚集瓦斯浓度达到1%时，附近20m内必须停止作业，撤出人员，切断电源，待降到时，方可进行瓦斯就地排放。
6.1.2.3、严禁在停风或瓦斯超限的区域内进行机电回收工作。
4、严格采面上隅角瓦斯管理。放炮后、放煤过程及放煤口应重点检查瓦斯浓度。
6.1.2.4、采面必须正确使用瓦斯自动报警仪。若采空区、放煤后出现“空洞”，必须用小棍绑上瓦斯自动报警仪仅伸入“空洞”内检查瓦斯，严防“空洞”瓦斯积聚。
6.1.2.5、评估员严格执行巡回检查制度和请示报告制度，每次检查瓦斯结果，都必须通知现场工作人员。
6.1.2.6、采面必须设置瓦斯自动报警仪或安全监测系统。严禁损坏瓦斯监测设备。
防火、防水安全措施
6.1.3防水安全措施
6.1.3.1、采面使用的供水设施要安装牢固，保证齐全、完好，严禁损坏管路，造成跑水。
6.1.3.2、在采面正常生产过程中，经常组织人员检查采面顶，底板及煤层状况，若发现煤壁发暗，空气变冷，起雾，煤壁中有水叫等水预兆时，必须立即停止工作，采取专门处理措施。
6.1.3.3、在两巷下帮排水沟、低洼处布置水泵、铺设管道。采面及两巷排水设专人负责。
6.1.3.4、若一旦发生透水事故，要停止作业，立即沿避灾路线撤出人员，并及时向调度室汇报。
6.1.4 防火安全措施
6.1.4.1、加强机电设备检修，杜绝电气火花产生，机电设备严禁违章作业和超负荷运行。
6.1.4.2、做好采面机电设备运转部分的保养工作，及时加油，防止摩擦过热而发生火灾。两巷备用、多余电缆要盘好。
6.1.4.3、严禁井下打开矿灯，不得穿化纤衣服下井，转载机头、机尾，机电设备外要配备沙箱、灭火器。
6.1.4.4、提高煤炭回采率，减少老塘丢煤。老塘三角煤必须人工掏净。
6.1.4.5、在采面进风老塘侧挂挡风帘，减少向老空区漏风。
6.1.4.6、坚持采空区注水，防止自然发火。
6.1.4.7、加强检查检测上隅角气样化验分析，正常时每周一次，异常时每天或每班一次，若发现CO超限，必须立即采取有效措施处理，并向通风调度和总工程师汇报。
6.1.4.8、在安全可行的情况下尽快加大采面推进度，确保在自然发火区内使氧化带进人窒息带。
6.1.4.9、一旦发生火灾，应尽快组织直接灭火，并将情况及时向矿调度室汇报，火灾严重时，应由工长、班组长迅速组织人员带上自救器，按避灾路线撤离。
6.1.4.10、采面结束后，必须尽快构筑永久密闭，时间不得超过1个半月。
6.1.5防尘安全措施
6.1.5.1、队成立“一通三防”、“综合防尘”领导小组，组织专人管理，设立专职防尘员，进行防尘工作。
6.1.5.2、采面投产前，即使上齐综合防尘设施，煤壁注水。采面每十米设一道净化水幕，机风巷各设两道水幕，接煤转载点均设置一道水幕，风巷设置防尘水袋。
6.1.5.3、通风队按照采面设计供风量要求即使调整通风设施，有效控制采面风量，风速。
6.1.5.4、防尘员必须保证风巷防尘水袋天天完整有水，风、机两巷天天洒水灭尘。
6.1.5.5、采煤机内外喷雾必须保持良好，以达到灭尘效果。
6.1.5.6、采面出煤时，各转载点水幕必须打开，坚持使用喷雾装置洒水灭尘，坚持无水不开车。风机两巷水幕打开。
6.1.5.7、支架工在采煤机割煤，拉架时及时打开架间喷雾洒水灭尘。当班生产结束，支架工必须做好本区域支架冲尘工作。
6.1.5.8、运输机、转载机司机必须即使清扫电机，减速机上的浮煤，浮尘；采煤机司机交班时必须清好采煤机上的浮煤；泵站司机负责设备列车的清洁卫生。
6.1.5.9、综合防尘工巡回检查采面防尘设施，发现问题及时处理，取保设施正常使用。
6.1.5.10、综合防尘工作小组即使组织检查，发现防尘设施损坏，查出损坏者，给予重罚；发现煤尘堆积超限，对负责人给予重罚。
6.1.5.11、采面所有人员必须戴好防尘口罩，做好自我保护。
6.1.5.12、采面一旦发生煤尘灾害事故，所有人员必须立即戴好自救器，然后沿本采区瓦斯、煤尘避灾路线迅速撤退，并即使向地面调度室及队值班人员汇报。
6.1.6 防顶板事故措施
6.1.6.1、采面所有工作人员必须严格执行专人观山，敲帮问顶制度，坚持使用临时支护，严禁空顶作业，严防顶板事故发生。
6.1.6.2、在采面投产前，组织专人按设计要求上齐打牢巷超前支护及上、下端头支护，组织人员维护液压系统及支架，单体柱，确保顶板支护需要。
6.1.6.3、采面及两巷一旦发生冒顶事故，必须立即停止工作，及时处理。
6.1.7周期来压时期顶板管理措施
6.1.7.1、成立专职顶板管理小组，负责监督检查落实工作，确保安全生产。
6.1.7.2、准备足够的材料、工具，确保采面生产及以外抢险工作的需要。
6.1.7.3、上、下安全出口及两巷超前区域，必须按照设计要求保质保量做好支护工作。验收员认真执行验收制度，不合格的支护必须重做。
6.1.7.4、以采面液压系统为重点加强机电检修工作，杜绝液压系统出现跑冒、滴、漏现象，确保泵站压力达到30MPa,以满足支架、单体柱支护顶板所需初撑力要求。
6.1.7.5、采煤机司机严格按操作规程操作，将顶底板割平，不留伞檐、台阶，严禁留护顶煤。
6.1.7.6、割煤后要及时移架，顶板破碎时要带压移架，移架时采用“快拉少降”或“边拉边降”及时支护新暴露出的顶板。
6.1.7.7、移架步距要准确，一次完成，及时升架调架，保证支架升紧，严防支架挤、咬、歪。
6.1.7.8、保证支架前梁与顶板接触平整、严密，严禁线接触或点接触，以免支架因受力不均而损坏。
6.1.7.9、采煤机司机严格控制采高。据采面顶板状况按要求开、停机，严禁盲目开机割煤，造成抽顶、冒顶事故。
6.1.7.10、保证支架排成直线，间距均匀，消除架间台阶，严禁支架有前倾后仰现象。
6.1.7.11、煤壁片帮，必须及时提超前架；片帮过宽，应及时做超前串棚。严禁空顶作业。
6.1.7.12、顶板破碎时要组织人工做超前，沿走向架棚，圆木做梁，一头担在支架前梁上，一头打单体柱，梁长不低于1.2m.
6.1.7.13、严格工程质量，加快工作面的推进度。
第七章 存在不足和建议
7.1 矿井通风
矿井通风存在的问题主要一是部分采区总回内有巷道失修现象；二是随着三水平丁二采区的下延，北二主要通风机负压超过2940Pa，达到3250 Pa；三是多主要通风机系统联合运转安全可靠性问题。
7.1.1整改建议：
已与相关院校合作对现有通风系统进行优化与改造，并对多水平多通风机联合运转的效果进行可视化仿真和可靠性分析，建立相关的安全保障技术体系，以保证通风系统处于良好的运行状态，达到合理、高效、节能的通风效果，保证安全生产。
加大瓦斯抽采力度，尽可能降低煤层瓦斯含量及采掘工作面生产过程中的瓦斯涌出量，从而降低采掘工作面配风量，使主要通风机运行工况点尽可能小。
分析通风系统阻力分布情况，对高阻力段进行扩修或者施工通风工程降阻。
不断优化通风系统，提高通风设施质量，减少内部漏风，提高有效风量率。
7.2 瓦斯抽采
PMY三个水平同时开采，一水平为残采区，瓦斯涌出量较低，在5m3/min以下，按照《煤矿安全规程》，未进行瓦斯抽采；二水平戊组煤层为合层区，戊8煤层开采后，戊9-10煤层60%以上瓦斯已释放，采面瓦斯涌出量较低，在5m3/min以下，按照《煤矿安全规程》，未进行瓦斯抽采；仅高突采区的戊8煤层和突出区域的丁6煤层进行瓦斯抽采，因此，矿井抽采指标达不到《煤矿瓦斯抽采基本指标》的要求。
7.3突出防治
PMY丁6煤层在2002年5月发生过一次动力现象，已进行了突出煤层区域划分，但上保护层丁5、丁4煤层及下保护层戊8煤层的瓦斯资料较少，必须进行突出危险性鉴定，戊9、戊10煤层为PMY的主采煤层之一，也必须进行煤层突出危险性鉴定，以便采取有针对性的瓦斯治理措施。丁6煤层防突指标采用《防突细则》指标，PMY需对防突指标进行考查分析，制定出适合我矿的防突敏感性指标，以更好地进行PMY的防突管理。
7.4防灭火
在矿井防灭火系统中，三水平设计采用注氮系统，该系统简单、实用，能够满足防灭火基本需要。但随着集团公司区域瓦斯治理要求，三水平丁二采区主要采用保护层开采技术，在丁5煤层开采之后开采丁6煤层时，锈结顶板的完好程度决定了下分层开采时顶板管理的难易，现有的注氮系统无法满足需要。
整改建议：敷设防灭火灌浆管路，与北一地面灌浆系统联网，在三水平丁二保护层开采时采用随采随灌，既可以起到防灭火作用，又可以使下分层开采时顶板锈结完好，为生产创造条件。
7.5防尘方面
PMY采掘工作面防尘管路主要是Ф50mm，随着采掘工作面设备大型化发展，采掘工作面生产能力提高，产尘量增加，加上传统的电机风冷大多改为水冷，致使用水量比以前增大，特别在长走向工作面尤为突出，已经出现过水量不够的现象。
整改建议：新接替的长走向工作面在掘进回采时装备Ф100mm防尘管路，满足生产需要。
7.6安全监控
矿井安全监控系统改造升级以后，系统运行更加稳定、可靠，功能更齐全，为PMY动态瓦斯监控提供了可靠的保证，提高了我矿的现代化管理水平，在矿井防治瓦斯中发挥了重要作用。安全监控存在的主要问题主要是采掘工作面各种传感器现场管理存在薄弱环节，出现过损坏线路及传感器的事故，造成传输中断、误报等。
整改建议：加大现场管理及奖惩力度，加强施工单位干部职工监控系统保护意识，确保监控系统运行稳定可靠。
7.7冲击地压
PMY采掘深度仅三水平丁二轨道下山超过800m，为810~940m，目前埋深815m，矿井范围内开采煤层未发生过冲击地压。2008年与HNLGDX合作，进行了PMY丁组煤层深部的冲击地压鉴定工作，冲击地压危险性不大，但随着矿井采掘深度的延伸，冲击地压将会显现，因此，必须深入研究，以便采取有针对性措施。
7.8管理制度
矿井制定有通风系统管理制度、局部通风管理制度、瓦斯检查员检查制度、瓦斯日报审批制度、瓦斯排放制度、安全监测装备使用管理制度、巷道贯通和盲巷管理制度、井下爆破管理制度、防治煤与瓦斯突出管理制度、矿井瓦斯抽放管理制度、防治自然发火管理制度、综合防尘管理制度、“一通三防”齐抓共管责任制、防突及瓦斯抽放齐抓共管责任制及“一通三防”奖惩考核管理制度，现有的各种制度比较完善，能够很好地指导安全生产，满足矿井“一通三防”安全生产需要。
第八章 结束语
时间一晃而过，转眼间实习快结束了。这是我人生中弥足珍贵的经历，也给我留下了精彩而美好的回忆。在这段时间里您们给予了我足够的宽容、支持和帮助，让我充分感受到了领导们“海纳百川”的胸襟，感受到了“不经历风雨，怎能见彩虹”的豪气，也体会到了煤矿工人的艰难和坚定。
在这段时间里，在老师和同学的悉心关怀和指导下，通过自身的不懈努力，各方面均取得了一定的进步。实习期间，我利用此次难得的机会，努力学习，严格要求自己，认真学习专业知识，利用空余时间认真学习一些课本内容以外的相关知识，掌握了一些基本的专业技能，从而进一步巩固自己所学到的知识，为以后真正走上工作岗位打下础。 实习期间努力将自己在学校所学的理论知识向实践方面转化，尽量做到理论与实践相结合，在实习期间能够遵守纪律，不迟到、早退，认真完成各老师交办的工作，在区队实习，领导、同事和员工的帮助指导下，我们学到了更多的煤矿知识，也丰富了自己在现场实践中的很多经验，总之，获益良多。实习期间，虽然遇上了很多的困难，但是领导热心的帮助下及自己的努力下都通通解决了困难。通过实习，我们能自觉遵守矿纪矿规，能按照作业规程及安全技术措施去完成实习任务，掌握了该矿井的地质情况及相关规章制度，也熟悉了该矿井采、掘、机、运、通的各大生产系统。 通过这次参观实习使我们了解整个煤炭生产过程，对矿井有了一个立体的、全方位的了解，比如下
8．1矿井之前应该做的准备：
8．1．1人井人员在人井前，一定要吃饱睡足休息好，并且人井前严禁喝酒。
8．1．2人井前要穿戴好安全帽、工作服和胶鞋，做到整齐利索；脖子上最好戴一条毛巾，既可擦汗，又可防矿渣掉落到衣服里去，在自救互救中也可能用上。
8．1．3人井人员必须随身携带矿灯等照明灯具。
8．1．4随身携带的锋利工具，如瓦刀、斧子、锯等必须套上护套或装人工具袋，以防伤人。
8．1．5必须遵守入井挂牌登记制度，登记后方可人井。
8．1．6每个人井人员都必须自觉参加班前会，明确当班生产任务和安全注意事项，防止发生事故。
8．1．7接受岗前培训，取得安全资格证书方可人井。每个在井下工作的人员都必须熟悉自己工作地点的各种灾害情况的避灾路线。
8．1．8了解本次下井所经过路线的安全条件和工作环境的安全条件及紧急情况下的安全逃生路线和方法。为以后的工作奠定了实际基础，对井下的情况也有一个初步全新的认识，明白自己以后的工作是怎么样的，地下的环境是多么复杂，也深知自己现在的任务是什么，知道将来到矿上的责任有多大，同时也被工人们不怕苦、不怕累、不怕危险的精神所感染。还有也深知制度对一个矿来说有多么重要。也隐隐的感觉到了不按规章制度工作的后果可能是付出生命的代价！实习中，我们通过该矿井现场实际问题，掌握了以前在学校所学习的理论知识。这次实习，也是一次接触社会、了解煤矿，向工人和工程技术人员学习的好机会。通过实习，要进一步培养和提高学生发现问题、分析问题和解决问题的能力，学习一些初步的实际生产中的科学技术和管理知识。
致谢！
最后，特别感谢我们HNLGDX安全工程系的两位老师，感谢PMY各级领导为我们提供的实习基地和各种方便，同时也要对带领我们实习几位工人师傅致以深深的感谢！
主要参考资料
[1]张国枢，《通风安全学》，中国矿业大学出版社
[2] 谭允祯《 矿井通风系统管理技术理论 》 1999
[3]国家煤矿安全监察局 《煤矿安全规程》， 2004
[4]赵以惠：《矿井通风与空气调节》，徐州，中国矿业大学出版社，1900
[5]《中华人民共和国煤炭法》
[7]车树成 张荣伟，《煤矿地质学》
