第一篇：矿井通风安全试题库
矿井通风安全工程师试题
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2010 年全国矿井通风安全工程师(二级)职业资格认证考试 矿井通风安全工程师专业知识试题
题号 一 二 三 四 五 六 总分 阅卷组长
b.井下 c.地面和井下
4、井下风动凿岩，禁止____。 a.干打眼 b.单人作业 c.多人同时作业
5、防止瓦斯积聚的基本措施是什么?____
单 位
职 业：矿井通风安全工程师 等 级：国家职业资格二级
注意事项：
1. 考生应首先将自己的姓名、考号、身份证号码等用钢笔、圆珠笔等写在试卷册的相应位置上。 2. 考生应按要求在试卷上作答。如果不按标准要求进行填涂或在其他地方作答，则均属作答无效。 3. 本试卷册考试时间为 120 分钟。 4. 考试结束时，考生务必将本卷交给监考人员。
a.加强通风 b.戴防毒面具 c.控制开采速度
6、矿工自救时佩带自救器后，若感到吸入的空气干热灼烫，则应____。 a.取掉中具 b.坚持使用，脱离灾区 c.取掉一段时间再带
7、矿山设计规定保留的矿柱、岩柱，______，应当予以保护，不得开采或者破坏。 a.在 50 年内
身份证号
得分
评卷人
b.在矿井开采期间 c.在规定的期限内
一、单项选择题(在每小题列出的三个选项中，只有一个选项符合要求，请将正确答案的代号 填入空格中。每题 2 分，共 30 分)
1、当矿井下含氧量减少至__ a.20% b.15% c.12%
2、每个矿井至少有___个独立的能行人的直达地面的安全出口。 a.一 b.二 c.三
3、矿井应该有_____的防水、排水系统。 a.地面 _以下时，就可能发生窒息死亡事故。
8、自救器是一种井下小型便携式的____。 a.护耳器 b.防毒呼吸器具 c.瓦斯检测仪器
9、井下空气中的含氧量不得低于_____%。 a.10 b.15 c.20
10、矿井下沼气浓度达到______时，就有发生爆炸事故的危险。 a.1～4% b.5～16% c.20%以上
姓 名
考 号
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11、矿井中的______、老塘风和不符合规程的下行风、循环风和扩散风等都是不合理的通风。 a.自然风 b.主流风 c.串联风
12、对于露天铁矿的采矿场，以下说法正确的是______。 a.最大危害的是可能发生的粉尘 b.最大危害是由于边坡不稳定发生的滑坡 c.大爆炸时人员在采场外是绝对安全的
13、开挖槽、坑、沟深度超过______米的，必须在边沿处设立两道护身栏杆。 a.1.5 b.2.0 c.2.5
14、矿井煤层中涌出的各种有害气体中，______约占 80～90%。 a.一氧化碳 b.沼气 c.氮气
15、矿井通风系统和供风量、风质、风速的设计必须符合______。 a.矿山安全规程 b.
行业技术规范 c.矿山安全规程和行业技术规范
得分
评卷人
三、判断题(正确的括号中填“√” 错误的填“×” ， 。每题 1 分，共 20 分)
1、矿井下的二氧化碳气体不是有害气体。( ) )
2、矿井下一氧化碳气体的安全浓度为 0.0024。 (
3、采矿工作面的最高允许风速为 4m/s。(
4、风阻是表征通风阻力大小的物理量。(
5、矿井可以用水扑灭任何火灾。 ( ) ) )
6、没有防尘洒水管路的采掘工作面，不得生产。(
) )
7、为了排泄井下涌水，一般平巷都有一定的流水坡度。 (
8、如果井下矿壁“挂汗” ，说明一定接近积水区。 (
9、JBT 系列局部通风机属于轴流式局部通风机。 ( ) ) )
10、局部通风机风筒出风口距工作面不能超过 10m。 (
11、长抽短压式混合掘进通风的压入风量应小于抽出风量。(
12、设置风门的巷道不应有一点风量。( )
)
13、当井下发生爆炸事故时，现场人员应及时佩戴自救器尽快撤离现场。 (
14、对二氧化硫中毒的受难者，不能用压胸人工呼吸法。 (
15、矿井通风系统是指通风设备和通风井巷。 ( ) ) ) )
)
16、由两条或两条以上的风路彼此首尾相连而成的风路称为并联网路。 (
17、为防止矿尘层状积聚，巷道中最低排尘风速最低不得小于 2m/s。 (
18、 《安全规程》 (以下简称 《规程》 )规定， 采掘工作面的进风流中， 按体积计算， 氧气不得低于 18%。 ( 得分 评卷人
19、抽出式通风使井下风流处于负压状态。 ( 20、风简针眼漏出的风量很小。 ( ) )
)
二、填空题(每题 1 分，共 5 分)
1、除了小型非沼气矿井，每个矿井应采用___
2、矿井煤层中涌出的各种有害气体中，_ _的通风系统，保证井下作业场所有足够的风量。 得分 评卷人
_约占 80～90%。
3、新进矿山的井下职工，矿山企业应当组织对其进行安全教育、培训，下矿井工作前至少必须接受__ __ 小时的安全教育、培训。
4、测定瓦斯的仪器中常用的有瓦斯检查器和___
5、井下防水措施要做到“探、放、隔、戴、___ __。 __”五个字。
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四、简答题(每题 5 分，共 15 分)
1、在井下粘补风筒时应注意什么?
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得分
评卷人
五、计算题(每题 5 分，共 10 分)
1、有一条长 500 米的巷道如图所示，已知 1 点和 2 点的静压分别为 101.35kPa 和 101.17kPa，巷道标 高为-150m，断面为 10m ，风速为 3m/s，求该巷道 的通风阻力为多少? 若风速若提高到 4m
m/s，通风阻 力为多少?
2、构筑临时密闭应达到哪些质量标准?
2
单
3、为实现单巷掘进长距离通风，应采取哪些措施?
2、已知某半圆拱通风行人巷道如图所示，该巷道的风速为 1.5m/s，求通过该巷道的风量。
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得分
评卷人
六、分析题(第 1 题 8 分，第 2 题 12 分，共 20 分)
1、试分析柔性、刚性和可伸缩性风简的优缺点及适用条件。
2、根据自己的理解，分析回答下表的有关问题。
现
象
危害作用
产生的原因
克服方法
串联风流 漏 风
反转风流 循环风流
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第二篇：矿井通风与安全
煤矿井下为什么要进行[1]??不进行通风不行吗?经过实践证明，不进行通风是不行的。因为井下要生产就要有人，人没有氧气就不能生存。其次人们在井下生产过程中不断产生有毒有害气体，如：一氧化碳、二氧化碳、二氧化氮、二氧化硫、硫化氢、沼气等，如果不排除这些气体人们也无法生产。井下由于受地温等因素的影响需要对井下恶劣气候条件进行调节。矿井通风的基本任务是：
(1)、供给井下足够的新鲜空气，满足人员对氧气的需要。
(2)、冲淡井下有毒有害气体和粉尘，保证安全生产。
(3)、调节井下气候，创造良好的工作环境。
井下必须进行通风，不通风就不能保证安全和维持生产。故矿井通风是矿井生产环节中最基本的一环，它在矿井建设和生产期间始终占有非常重要的地位。
编辑本段 矿井通风的类型
矿井通风系统由影响矿井安全生产的主要因素所决定。根据相关因素把矿井通风系
矿井通风阻力参数智能检测仪
统划分为不同类型。根据瓦斯、煤层自燃和高温等影响矿井生产安全的主要因素对矿井通风系统的要求，为了便于管理、设计和检查，把矿井通风系统分为一般型、降温型、防火型、排放瓦斯型、防火及降温型、排放瓦斯及降温型、排放瓦斯及防火型、排放瓦斯与防火及降温型几种，依次为1-8八个等级。
编辑本段 空气 地面空气
地面空气是我们居住的地球表面包围着的地面大气，它由干空气和水蒸气组成的混合气体，在正常情况下干空气由下列几种成分组成：
气体名称体积浓度
氮(N2)78.13%
氧(O2)20.90%
二氧化碳(CO2)0.03%
氩(Ar)0.93%
其它0.01% 井下空气
地面空气进入井下后，因发生物理和化学两种变化，使其成份和浓度发生改变。
1、 物理变化：
气体混入：煤层中含有瓦斯、二氧化碳等气体，矿井在生产过程中这些气体便混
jfy-2矿井通风多参数检测仪 入井下空气中。
固体混入：井下各作业环节所产生的岩、煤尘和其它微小杂尘混入井下空气中。
气象变化：由于井下温度、气压和湿度的变化引起井下空气的体积和浓度变化。
2、 化学变化：
井下一切物质的缓慢氧化、爆破工作、火区氧化等这些变化均对井下空气产生影响。
经过上述的物理、化学变化井下空气同地面空气相比较发生了较大变化，成分增多、浓度发生变化、氧浓度相对减少。井下空气的成分种类共有：O
2、N
2、CH
4、CO、CO
2、H2S、SO
2、H
2、NH
3、NO
2、水蒸气和浮尘十二种。但由于各矿条件不同，各矿的井下空气成分种类和浓度都不相同。
编辑本段 井下空气的主要成分： 氧(O2)
氧气的性质：是一种无色、无味、无臭的气体，它对空气的比重是1.11，其化学性质很活泼，可以和所有的气体相化合，氧能助燃，氧是人和动物新陈代谢不可缺少的物质，没有氧气人就不能生存。氧气对人影响见下表：
氧的浓度%
人体的症状反应
17
静止状态无影响，工作时引起喘息、呼吸困难、心跳。
10--12
失去知觉、对人的生命有严重威胁。
9以下
在短时间内窒息死亡。
《煤矿安全规程》中规定：在采掘工作面的进风风流中，按体积计算，空气中的于20%。 氮(N2)
氮气的性质：是一种无色、无味、无臭的气体，它对空气的比重是0.97，不助燃、不能维持呼吸。在正常情况下，氮对人体无害，当空气中含氮量过多时，就会降低氧气含量，可以因缺氧而使人窒息。
二氧化碳(CO2)
二氧化碳性质：是一种无色、略带酸味的惰性气体，它对空气的比重是1.52，易溶于水、不助燃、不能维持呼吸，略带毒性，对眼、喉咙和鼻的粘膜有刺激作用。
《煤矿安全规程》中规定：在采掘工作面的进风风流中，按体积计算，二氧化碳浓度不得超过0.5%。
四、井下空气的主要有害气体及其防治措施
井下空气由于受矿井生产的物理、化学变化的影响,使井下空气中存在一些有毒有害气体: 主要有害气体:
一)、一氧化碳(CO)
1、性质:
一氧化碳是一种无色、无味、无臭的气体,它对空气的比重为0.97,微溶于水。在一般温度与压力下,一氧化碳的化学性质不活泼,但浓度达到13%--17%时遇火能引起爆炸。
一氧化碳之所以毒性很强是因为它对人体内血红球所含的血色素的亲和力比氧大250--300倍。因此,一氧化碳吸入人体后就阻碍了氧和血色素的正常结合,使人体各部分组织和细胞缺氧,引起窒息和中毒死亡。
2、一氧化碳的浓度与中毒程度的关系:
一氧化碳
0.016
0.048
中毒时间 中毒程度 中毒症状
数小时 无征兆或轻微头痛
1小时以内 轻微中毒 耳鸣、头痛、头晕、心跳
0.128 0。5--1小时 严重中毒 除上述症状外四肢无力、呕吐、感觉
迟盹、丧失行动能力
0.4 短时间内 致命中毒 丧失知觉、痉挛、呼吸停顿、假死
《煤矿安全规程》规定井下空气中一氧化碳的浓度不得超过0.0024%。
3、井下一氧化碳地来源:
(1)、井下火灾;煤层自燃。
(2)、沼气与煤层爆炸。
(3)、爆破工作。 二氧化碳见上节。 硫化氢气体。
1、性质:
硫化氢气体是一种无色微甜,有臭鸡蛋气味的气体,它对空气的比重为1.19,溶于水,能燃烧,当浓度达4.3%--46%时还具有爆炸性。
3、井下来源:
(1)、坑木析腐烂。
(2)、含硫矿物(如:黄铁矿、石膏等)遇水分解。
(3)、从采空区废旧巷道涌出或煤围岩中放出。
某矿井通风网络
(4)、爆破工作产生。 二氧化硫:
1、性质:
二氧化硫是一种无色具有强烈硫黄燃烧味的气体,它对空气的比重为2.2,易溶于水。它对眼睛和呼吸器官有强烈刺激作用。
《煤矿安全规程》规定井下空气中二氧化硫气体浓度不得超过0.0005%。
3、井下来源:
(1)、含硫矿物的自燃或缓慢氧化。
(2)、从煤围岩中放出。
(3)、在硫矿物中爆破生成。 二氧化氮(NO2)
1、 性质:二氧化氮为红褐色气体,它对空气的比重为1.57,极易溶于水,对眼睛鼻腔、呼吸道及肺部有强烈的刺激作用,二氧化氮与水结合生成硝酸,因此对肺部组织起腐蚀破坏作用,可以引起肺部浮肿。
2、二氧化氮的浓度与中毒程度关系:
《煤矿安全规程》规定井下空气中二氧化氮气体浓度不超过0.00025%。
井下来源:
主要是放炮产生。
六)沼气:沼气的数量约占矿井瓦斯总和的90%以上,重点放在下一章阐述。
二、防止有害气体的措施:
1、加强通风。适当增加风量,把这些有害气体排出或冲淡到《煤矿安全规程》规定的安全浓度以下,是常用也是有效防止井下有害气体危害的最根本的措施。
2、加强检查,用各种瞧骷嗍泳?赂髦钟泻ζ?宓亩??以便及时采取相应的措施。
3、如果某种有害气体的含量较大可采取抽放措施。如瓦斯抽放。
4、井下通风不良的地区或不通风的旧巷道内积聚大量的有害气体。故在这些旧巷口要设栅栏,挂警标,防止他人误入。如果必须进入,需要详细检查各种有害气体方可进入。
5、若有人由于缺氧窒息或呼吸有毒有害气体中毒时立即将中毒者移到有新鲜空气的巷道或地面并进行人工呼吸(NO
2、H2S中毒除外)施行急救。
编辑本段 矿井通风设施:
为了使井下风流沿指定路线流动分配,就必须在某些巷道内建筑引导控制风流的构筑物即通风设施,它分为引导风流和隔断风流的设施。 引导风流的设施:
1、风峒:风峒是联接扇风机装置和风井的一段巷道。
大煤沟煤矿风峒
风峒多用混凝土、砖石等建材构筑成圆形式矩形巷道,这是由风筒的特点所决定的。
2、风桥:风桥是将两股平面交*的新、污风流隔成立体交*新、污风分开的一种通风设施。
根据结构特点不同风桥可分为三种:
(1)绕道式风桥。 (2)、混凝土风桥。 (3)、铁筒风桥
3、风窗(卡)
风窗是在巷道内设在墙或门上,在墙或门上留一个可调空间窗口,通过调节空间窗口面积从而达到调节风量的目的。
4、风障:
在巷道内利用木板、苇席、风筒布做布障起到引导风流的作用。常用此方法处理高冒处、落山角等处积聚瓦斯。
5、风筒:
在巷道中利用正压或负压通风动力通过管道把指定的风量送到目的地,这个管道就叫风筒。 隔断风流设施:
1、防爆门(帽)
防爆门是装在扇风机筒,为防止井下发生煤尘瓦斯爆炸时产生的冲击波毁坏扇风机的安全设施。当井下发生煤尘、瓦斯爆炸时,防爆门即能被气浪冲开,爆炸波直接冲入大气,从而起到保护扇风机的作用。
2、挡风墙
在不允许风流通过,也不允许行车行人的井巷如采空区、旧巷、火区以及进风与回风大巷之间的联络小眼都必须设置挡风墙,将风流截断。以免造成漏风,风流形成短路使通风系统失去合理稳定性而发生事故。
挡风墙分为:临时挡风墙、永久挡风墙。
1)临时挡风墙:一般是在立柱上钉木板,木板上抹黄泥建成临时挡风墙。
使用条件:服务年限不长,巷道围岩压力小,漏风率要求不不严时使用。
2)永久挡风墙:一般使用料石、砖土、水泥、混凝土建筑。
使用条件:服务年限长,巷道围岩压力大,漏风率要求严时使用。
3、风门:
在不允许风流通过,但需行人或行车的巷道内,必须设置风门。
按结构分:普通风门和自运风门。
4、通风设施管理规定：
(1)、通风部门做好系统的调整，尽量减少风卡以自然分配风量为主。
(2)、爱护通风设施做到：风门严禁同时打开或用车撞风门、风门损坏及时汇报通风调度，如果影响系统风量受影响区域停电、撤人修复后再生产，安监调度组织分析处理。
(3)、通风设施由通风部门管理，其他单位无权移动、拆除等权力，如需要拆除、移动需要提前和通风部门联系。
(4)、严禁跨入栏杆、拆除栏杆、闭墙、风卡等通风设施。
编辑本段 风量的测定:
矿井通风的主要参数之一就是风量,即:单位时间内通过井巷空气的体积。 测风站要求
1、必须设在直线巷道中。
2、测风站长度不少于4m。
3、测风站前后10m内没有拐弯和其它障碍。
4、测风站应挂有记录牌,注明编号、地点、断面积、平均风速、风量、测风日期、测风点。
5、测风站应设在没有漏风、支架齐全、断面变化不大的巷道内。 测风方法
测风采用定点法、九点法和线路法,求出平均风速。
在同一断面测风次数不少于三次,每次测量结果的误差不应超过5%,然后取三次的平均值。测得平均风速后通过测风站的断面积计算出巷道风量。
《煤矿安全规程》规定，至少每10天要进行一次全面风量测定。
4、通风设施管理规定：
(1)、通风部门做好系统的调整，尽量减少风卡以自然分配风量为主。
(2)、爱护通风设施做到：风门严禁同时打开或用车撞风门、风门损坏及时汇报通风调度，如果影响系统风量受影响区域停电、撤人修复后再生产，安监调度组织分析处理。
(3)、通风设施由通风部门管理，其他单位无权移动、拆除等权力，如需要拆除、移动需要提前和通风部门联系。
(4)、严禁跨入栏杆、拆除栏杆、闭墙、风卡等通风设施。 风量的测定
矿井通风的主要参数之一就是风量,即:单位时间内通过井巷空气的体积。
一)、测风站要求:
1、必须设在直线巷道中。
2、测风站长度不少于4m。
3、测风站前后10m内没有拐弯和其它障碍。
4、测风站应挂有记录牌,注明编号、地点、断面积、平均风速、风量、测风日期、测风点。
5、测风站应设在没有漏风、支架齐全、断面变化不大的巷道内。
二)、测风方法:
测风采用定点法、九点法和线路法,求出平均风速。
在同一断面测风次数不少于三次,每次测量结果的误差不应超过5%,然后取三次的平均值。测得平均风速后通过测风站的断面积计算出巷道风量。
《煤矿安全规程》规定，至少每10天要进行一次全面风量测定。
编辑本段 掘进通风
在掘进巷道时,为了供给人员呼吸,排除稀释掘进工作面瓦斯或爆破后产生的有害、有害气体和矿尘要进行通风。掘进巷道的通风叫掘进通风。掘进通风方法分全负压通风、引射器通风和局扇通风。由于我集团公司主要采用局扇通风，故主要讲局扇通风。 局扇通风
局扇通风是我国矿井广泛采用的一种掘进通风方法,它是利用局扇和风筒把新鲜风流送入掘进工作面的。
一)、局扇通风方式:
压入式;抽出式;混合式
1、压入式:就是利用局扇将新鲜空气经风筒压入工作面,而泛风则由巷道排出。
压入式通风局扇安装在新鲜风流中,泛风不经过局扇,因而局扇一旦发生电火花,不易引起瓦斯、煤尘爆炸,故安全性好,可用硬质风筒也可用柔性风筒,适应性较强。其缺点是:工作面泛风沿独头巷道排往回风巷,不利于巷道中作业人员呼吸。放炮后炮烟由巷道排出的速度慢,时间较长,影响掘进速度。
2、抽出式通风:
抽出式通风与压入式通风相反,新鲜空气由巷道进入工作面,泛风经风筒由局扇排出。
抽出式通风由于污风经风筒排出,保持巷道为新鲜空气故劳动卫生条件较好,放炮后所需要排烟的速度快,有利于提高掘进速度。但由于风筒末端的有效吸程比较短,放炮时易崩坏风筒,如吸程长则通风效果不好,污风经过局扇安全性差,抽出式通风必须使用硬性风筒,适应性差。
3、混合式:
混合式通风把上述两通风方式同时混合使用。虽然克服了上述的一些缺点,但由于设备多,电耗大,管理复杂,未被推广使用。压入式通风由于安全性好,设备简单适应性好,效果好而被广泛应用。 局部通风管理
1、局扇:
1)、指定专人负责管理(挂牌管理),不准任意停开局扇,保持正常运转。
2)、局扇安装必须上双风机双电源且安装开停监测装置。
3)、局扇安设在进风巷中。距回风流不得少于10m,不许发生循环风。
4)、局扇安装与掘进工作面的电器设备必须有延时风电闭锁装置。
5)、局扇因故停运,必须撤人钉栅栏,按有关规定进行排放瓦斯。
2、风筒:
1)、推广使用Φ700mm软质阻燃风筒,提高局扇出风率。
2)、提高接头质量,减少接头漏风,坚持使用反边式双边接头。
3)、风筒要吊挂平直,拉紧吊稳,逢环必吊,提高局扇供风量。
4)、加强检查和管理,及时修补。并搁专人负责。
5)、经常及时接风筒,保证风筒出口到煤头不超距。
编辑本段 矿井瓦斯
煤层瓦斯的主要成分一般是沼气和其它有害气体等,这些气体统称为瓦斯。由于瓦斯的危害主要是沼气,所以从狭义上讲矿井瓦斯就专指沼气而言。 矿井瓦斯的生成:
煤矿井下的瓦斯来自煤层和煤系地层。瓦斯是在成煤和煤的变质过程中所伴生的气体。古代植物在成煤的初期,经厌氧菌的作用,植物纤维质分解成大量瓦斯。以后在上覆岩层的高温高压作用下泥炭褐煤发生物理和化学变化,逐渐转变成烟煤、无烟煤,煤在这种变质过程中挥发分减少,;固定炭增加。挥发分转变成沼气。这部分瓦斯由于埋藏在地层深处,不易跑掉得以保存。但在漫长的地质年代里由于受到诸多因素的影响,大部分瓦斯已放散出去,仅有一小部分至令还保存在煤层或岩层中,煤层或岩层中所含的瓦斯主要就是这部分瓦斯。 瓦斯的性质:
甲烷是无色、无味、无臭可以燃烧和爆炸的气体,不能供人呼吸,能造成人员窒息,它易于扩散,扩散速度是空气的1.34倍,瓦斯的渗透能力是空气的1.6倍,甲烷对空气的比重为0.544,因此容易积存在巷道顶板冒落的顶板空峒内。瓦斯的化学性质极不活泼,几乎不与其它物质化合,难溶于水。瓦斯与空气适量混合后具有燃烧爆炸性。这是瓦斯所以成为矿内主要灾害的原因所在。 瓦斯爆炸条件:
1、瓦斯浓度:
在标准状况下瓦斯按体积百分比浓度为5—16%时遇到高温火源后就会发生瓦斯爆炸。浓度在9.1—9.5%时爆炸威力最大。
瓦斯爆炸界限不是固定不变的,它受温度、压力以及煤层其它可燃气体、惰性气体的混入等因素的影响。
2、引燃温度:瓦斯引燃温度一般在650℃—750℃,但它受到瓦斯浓度及火源性质等的影响1)、瓦斯的引爆延迟性对爆破工作有实际意义。炸药在爆破时瞬间温度可达2000℃,但火焰存在的时间很短,仅为千分之几秒,故不会引起瓦斯爆炸。但若炸药变质,装药炮泥不符合规定,就有可能使火焰存在时间加长甚至引燃药包造成瓦斯燃烧或爆炸事故,所以对井下爆破工作应十分注意。高温火源的存在是引起瓦斯爆炸的必要条件。电气火花、违章放炮、煤炭自燃、明火等都易引起瓦斯爆炸。
3、足够的氧含量:
实验证明,空气中的氧气浓度降低时,瓦斯的爆炸界限缩小,当氧气浓度减少到12%以下时,瓦斯就不会爆炸。
煤矿安全新技术：第一章 概述
矿井通风是矿井安全生产的基本保障。矿井通风指借助于机械或自然风压，向井下各用风点连续输送适量的新鲜空气，供给人员呼吸，稀释并排出各种有害气体和浮尘，以降低环境温度，创造良好的气候条件，并在发生灾变时能够根据撤人救灾的需要调节和控制风流流动路线的作业。
20世纪80年代以来，随着煤矿机械化水平的提高，采煤方法、巷道布置及支护的改革，电子和计算机技术的发展，我国矿井通风技术有了长足的进步，通风管理日益规范化、系列化、制度化，通风新技术和新装备愈来愈多地投人应用。以低耗、高效、安全为准则的通风系统优化改造在许多煤矿得以实施，使其能够更好地为高产、高效、安全的集约化生产提供安全保障。
编辑本段
矿井通风系统的优化改造
矿井通风系统是向矿井各用风点供给新鲜空气、排出污风的通风方式(进回风井布置的方式一中央式、对角式、混合式)、通风方法(抽出式、压人式、抽压混合式)、通风网络(由风流流经的巷道及相关设施组成)和通风控制设施(通风构筑物)的总称。
近年来，为适应综合机械化采煤的要求，原煤炭工业部在总结建设经验，借鉴国外先进技术的基础上于1984颁发了《关于改革矿井开拓部署的若干技术规定》，作为新井建设、生产矿井技术改造和开拓延深的依据。为适应生产集约化，开采深度增加、瓦斯涌出量大的情况，以“针对现实、着眼长远、因地制宜、对症下药、综合治理、节能增风”为指导思想，对数百对国有煤矿进行了通风系统优化改造，配合生产矿井井田合并、开采范围扩大和储量增多等改扩建工作。这类通风系统优化改造主要有以下几个方面内容。 通风方式的改革
根据矿井的特点和需要，把中央式通风演变为中央一对角式混合通风系统。为适应综采集约化生产，工作面单产超过1Mt/a的要求，对矿井采用分区域开拓。因此，形成区域式通风系统，即每个区域均有一组进、回风井，各个区域采用相对独立的通风技术。它具有通风线路短、风阻小、区域间干扰小、安全性好，便于选择主要通风机，使其实现高效节能的特点，提高了矿井的通风能力和抗灾能力，适用于特大型矿井或因地质条件须把井田划为若干独立生产区域的矿井。总之，新建大型矿井通风系统以对角式、分区式为主，改扩建的生产矿井以混合式为主， 主要通风机的经济运行能力的提高
离心式风机
为提高主要通风机的经济运行能力，主要开展了以下工作。
(1)为适应通风系统的变化和生产集约化的要求，20世纪80年代以来，我国相继出现2K60系列和GAF系列的轴流式风机和G4-73与K4-73系列的离心式风机。20世纪90年代，依托于国家“八五”关项目，研制出FD型的对旋式风机。该系列风机具有能耗低、效率高的特点，因而迅速在我国煤矿推广。在原煤炭部“九五”攻关项目中，无驼峰式轴流风机的研制成功增大了通风机的稳定工作区域。
(2)研制出离心式风机的调速装置，如可控硅调速、液力偶合器和变频调速装置。
(3)加强了通风机及其附属装置管理，减少风硐、风机内部以及扩散塔的阻力损失和漏风，提高了通风机运行效率。在生产矿井进行老、旧机的运行状态改造中，主要查明了通风机特性与通风网络风阻特性匹配差，主要通风机选型偏大，风机转速偏高，电机容量偏大，使风机长期处于低效区运行等问题，提出一整套风机经济运行的办法，对老、旧风机进行多种方法的技术改造，如采取更换机芯、改造叶轮和叶片等办法提高风机运行效率。 采区通风系统优化布置
优化采区和工作面的通风布置，能有效提高通风能力和排出瓦斯的效果。随着集约化生产和矿井向深部发展，采区和采煤工作面的绝对瓦斯涌出量剧增，要求采区和采煤工作面的通风能力迅速增大。在采区的通风系统布置方面，出现了3条上山的布置方式，采区内有了独立的进风和回风上山，利于采区内采煤工作面和掘进工作面的独立通风，提高了采区的通风能力和风流的稳定性，也为保证采区的局部反风和作业人员的安全脱险提供了有利条件。在采煤工作面的通风布置方面，在常规的U型通风布置的基础上，提出了U+L型方式(或称尾巷布置方式)，改变了采空区的流场分布，较有效地防止了采煤工作面隅角瓦斯积聚，促进了采空区瓦斯的排放。为了防止专用瓦斯排放巷瓦斯超限，又提出和采用了Y型的通风布置方式，单独供应新鲜风流直接稀释采空区涌出的瓦斯。此外，还采用了W型和Z型等布置方式，在适宜条件下均取得了较理想的通风效果，大大地改善了采煤工作面的通风条件，保证了安全回采。 新型通风设施的使用
为适应矿井灾变时期风流控制的需要，研制出能在地面利用矿井环境监控系统或远程控制系统操纵井下主要风门的自动系统，解决了灾变时期，当矿工和救护人员难以到达灾区和烟流入侵区域而按救灾要求必须开启或关闭风门的难题。
第三篇：矿井通风与安全总结
第一部分 矿井瓦斯
1.煤与瓦斯突出：在采掘过程中，突然从煤(岩)壁内部向采掘空间喷出煤岩和瓦斯的现象，称为煤与瓦斯突出，简称突出。 2.上隅角瓦斯处理：(1)冲淡、设置风障或隔离(2)负压引排、改变漏风(3)排放铁管、风障
3.简述地质构造对煤层瓦斯含量的影响?地质构造是影响煤层瓦斯含量的最重要因素之一。在围岩属低透气性的条件下，封闭型地质构造有利于瓦斯的储存，而开放型地质构造有利于排放瓦斯。同一矿区不同地点瓦斯含量的差别，往往是地质构造因素造成的结果。 4.矿井瓦斯的生成：煤层瓦斯是腐植型有机物(植物)在成煤过程中生成的。成气过程分两个阶段：第一阶段为生物化学成气时期，第二阶段为煤化变质作用时期。
5.影响瓦斯涌出的因素：
一、自然因素1煤层和围岩瓦斯含量2地面大气压变化
二、开采技术因素 1开采规模 2开采顺序和回采方法 3生产工艺 4风量变化 5采区通风系统 6采空区密闭质量
6.瓦斯涌出不均匀系数：kg=Qmax/Qa在正常生产过程中，矿井绝对瓦斯涌出量受各种因素的影响，其数值在一段时间内围绕平均值上下波动，我们把其峰值与平均值的比值称为瓦斯涌出不均系数。
7.预测瓦斯涌出量的方法有两类，一类是矿山统计法，二是瓦斯含量法，前者多用于生产矿井，后者多用于新矿井，而每一类又有多种方法。 8.瓦斯突出的一般规律?
(1)突出多发生在一定的采深以后;
(2)突出多发生在地质构造带、应力集中区;
(3)突出的强度和次数，与煤层厚度、倾角、硬度、透气性等有关; (4)突出与瓦斯关系，瓦斯压力小含量低，可能发生突出。 (5)突出大多发生在落煤、放炮工序 (6)突出前有预兆
9.瓦斯喷出的原因及防治?内因：煤层或岩层构造的裂缝中储存有大量高压瓦斯，外因：在采掘过程中，爆破穿透，机械振动或地压活动，使煤层造成泄压缝隙，构成瓦斯喷出的通道是其外在因素。防治：探明地质构造和沼气情况，排放或抽放沼气，把沼气引至总回风流或工作面后20米以外的地方。将裂缝裂隙堵住不让沼气喷出。
10.预防和治理瓦斯喷出的主要技术措施有哪些?答：主要分两种情况：1)当瓦斯喷出量和压力都不大时，用黄泥或水泥沙浆等充填材料堵塞喷出口。井筒和巷道底板的小型喷出，多采用这种防治措施。2)当瓦斯压力和喷出量较大时，就在可能的喷出地点附近打前探钻孔，查明瓦斯的积存范围和瓦斯压力。如果瓦斯压力不大，积存量不多，可以通过钻孔，让瓦斯自然排放到回风流中。如果自然排放量较大，有可能造成风流中瓦斯超限时，应将钻孔或巷道封闭，通过瓦斯管把瓦斯引排到适宜地点或接入抽放瓦斯管路，将瓦斯抽到地面。 11.煤与瓦斯突出预兆有哪些?
答：地压显现方面的预兆：煤炮声，支架声响，岩煤开裂，掉碴，底鼓，煤岩自行剥落，煤壁颤动，钻孔变形，垮孔顶钻，夹钻杆，钻机过负荷等
瓦斯涌出方面的预兆：瓦斯涌出异常，瓦斯浓度忽大忽小，煤尘增大，气温、气味异常，打钻喷瓦斯、喷煤、哨声、风声、蜂鸣声等
煤层结构与构造方面的预兆：层理紊乱，煤强度松软或不均匀，煤暗淡无光泽，煤厚增大，
1
倾角变陡，挤压褶曲，波状隆起，煤体干燥，顶底板阶梯凸起，断层等 12.煤与瓦斯突出的危害?预防煤与瓦斯突出的技术措施?
突出的危害：突出可直接摧毁巷道设施设备破坏通风系统、造成人员伤亡(压力波冲击、煤岩掩埋、瓦斯窒息)，突出涌出的大量瓦斯可引起瓦斯的燃烧爆炸。区域性防突措施：实施以后可使较大范围煤层消除突出危险性的措施，称为区域性防突措施;局部防突措施：实施以后可使局部区域(如掘进工作面)消除突出危险性的措施称为局部防突措施。 13.瓦斯爆炸的条件：
1、一定浓度的瓦斯(5%～16%);
2、高温火源的存在(引火温度为650℃～750℃)时间大于瓦斯的引火感应器;
3、充足的氧气(O2浓度>12%)
14.预防瓦斯爆炸的措施：
一、防止瓦斯积聚，瓦斯积聚指浓度超过2%，体积超过0.5m3，a搞好通风，b及时处理局部积存的瓦斯，c抽放瓦斯，d经常检查瓦斯浓度和通风状态。
二、防止瓦斯引燃：明火、防爆电器、供电闭锁、安全炸药和瞬发雷管，防止机械摩擦、抗静电复合材料。
三、防止瓦斯灾害事故扩大的措施1编制周密的预防和处理瓦斯爆炸事故计划，并对有关人员贯彻这一计划。2实行分区通风3通风系统力求简单4装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门或防爆井盖，防止爆炸波冲毁通风机，影响救灾与恢复通风5防止煤尘事故的隔爆措施，同样也适用于防止瓦斯爆炸。
15.影响瓦斯抽放的重要参数有哪些?答：钻孔方向;孔间距;抽放负压;钻孔直径 16.瓦斯抽放：高瓦斯矿井、开采保护层、突出煤层，超过通风能力应考虑瓦斯抽放。 抽放瓦斯的方法：按瓦斯的来源分为① 本煤层瓦斯抽放 ② 邻近层瓦斯抽放 ③ 采空区瓦斯抽放;按机理分为：① 采前抽放 ②采中抽放 ③ 采后抽放;按抽放工艺分类：① 巷道抽放法 ② 钻孔抽放法 ③ 巷道、钻孔混合抽放法三类。
17.为什么邻近层抽放总能抽到瓦斯?抽放效果决定于哪些因素?为什么临近层离开采煤层越近，抽放效率越低?答：一般认为，煤层开采后，在其顶板形成三个受采动影响的地带：冒落带、裂隙带、变形带，在其地板则形成卸压带。在距开采煤层很近、冒落带内的煤层，将随顶板的冒落而冒落，瓦斯完全释放到采空区内，这类煤层很难进行临近层抽放。裂隙带内的煤层发生弯曲、变形，形成采动裂隙，并由于卸压，煤层透气系数显著增加，瓦斯在压差作用下大量流向开采煤层的采空区内所以临近层距开采煤层愈近，流向采空区的瓦斯愈大。凑放效果决定的因素：临近层的极限距离;钻场位置;钻场或钻孔的间距;钻孔角度;钻孔进入的层位;孔径和抽放负压。因为在这些煤层内开凿抽瓦斯的巷道，或者打抽瓦斯的钻孔。瓦斯就向两个方向流动：一是沿煤层流向钻孔或巷道;一是沿层间裂隙流向开采每层的采空区。因为抽放系统的压差总是大于临近层与采空区的所以瓦斯将主要沿临近层流向抽放钻孔或巷道。但是瓦斯流向开采煤层采空区的阻力，随层间距的减小而降低，所以抽出的瓦斯量也将随之减少。
第二部分 火灾防治
1.煤炭自燃条件：1)有自燃倾向性的煤被开采后呈破碎状态，堆积厚度一般要大于0.4m 2)有较好的蓄热条件。 3)有适量的通风供氧4)上述三个条件共存的时间大于煤的自燃发火期。上述四个条件缺一不可前三个是煤炭自燃的必要条件，最后一个条件是充分条件。 2.试述煤炭自然的影响因素?答：1煤的自燃性能：煤的分子结构;煤化程度;煤岩成分;煤中瓦斯含量;水分;煤中硫和其他矿物质。2开采技术：矿井开拓方式和采取巷道布置、回采方法和回采工艺3影响采空区自燃因素：分为散热带、自燃带、窒息带4漏风两方面作用供氧和降低煤温5地质因素：倾角、煤层厚度、地质构造、开采深度。
3.煤自燃过程：煤炭自燃过程大体分为3个阶段：潜伏期、自热期、燃烧期。特点潜伏期：自燃层被开采、接触空气起至煤温开始升高止的时间区间称之为潜伏期，在潜伏期，煤与氧的作用是以物理吸附为主，放热很小，无宏观效应;经过潜伏期后煤的燃点降低，表面的颜
2
色变暗。自热阶段：温度开始升高起至其温度达到燃点的过程叫自热阶段。特点1)氧化放热较大，煤温及其环境温度升高2)产生CO、CO2和碳氢类气体产物并散发出煤油味和其他芳香气味3)有水蒸气产生，火源附近出现雾气，遇冷会在巷道壁面上结成水珠，即所谓的挂汗现象4)微观结构发生变化;
燃烧阶段：发生燃烧、出现明火，产生大量的高温烟雾，其中含有CO、CO2以及碳氢类化合物，若达到自燃点供风不足，只有烟雾无明火，即干馏或阴燃。
4.火灾预报：利用人体生理感觉预报自然发火(嗅觉视觉触觉);气体成分分析法(指标气体及其临界指标，具备灵敏性;规律性;可测性) 5.灌浆与阻化剂防灭火、均压防灭火、惰气防灭火 6.火风压：火灾时高温烟流刘过巷道所在地回路中的自然风压发生变化，这种因火灾而产生的自然风压变化量在灾变通风中称为火风压。在煤矿火灾期间的危害：火风压的作用会改变原通风系统中压力的分布和风量的分配，即可能使通风系统风流发生紊乱，扩大事故范围，造成更为严重的损失。
7.灾变时期风流控制：1维持正常通风稳定风流2停风3反风4风流短路 8.封闭火区内火灾熄灭的标志有哪些?试述分段逐步打开火区的步骤。 答：
1、判别火区火熄灭的条件
(1)火区内温度下降到30℃ 以下，或与火灾发生前该区的空气日常温度相同; (2)火区内的氧气浓度降到5%以下;
(3)火区内空气中不含有C2H2 、C2H4 , CO 在封闭期间内逐渐下降，并稳定在0.001%以下;
(4)火区的出水温度低于25 ℃ ，或与火灾发生前该区的日常出水温度相同; (5)以上四项指标持续稳定的时间在1个月以上。
2、火区启封
火区启封可以采取锁风启封和通风启封的方法。 (1)锁风启封火区
具体做法是：先在火区进风密闭墙外5～6m 的地方构筑一道带风门的临时密闭，形成一个过渡空间，习惯上称为“风闸”，并在这两道密闭之间储备足够的水泥、砂石和木板等材料，然后，救护队员佩带呼吸器进入风闸内，将风门关好，形成一个不通风的封闭空间。这时，救护队员可将原来的密闭打开，进入火区探查。确认在一定距离的范围内无火源后，再选择适当的地点(一般可距原密闭100～150m ，条件允许时也可到300m )构筑新的带风门的密闭。新密闭建成后，就可将原来的密闭打开，恢复通风、处理和恢复巷道。如此重复，一段一段地打开火区，逐步向火源逼近。
9.煤层自燃的指标气体?常用的指标气体(1)一氧化碳(CO)(2)ICO (3)乙烯。(4)其它指标气体。国外有的煤矿采用烯炔比(乙烯和乙炔(C2H2)之比)和链烷比(C2H6/CH4)来预测煤的自热与自然。
10.内因火灾：自燃物在一定的外部(适量的通风供氧)条件下，自身发生物理化学变化，产生并积聚热量，使其温度升高，达到自燃点而形成的火灾称之为内因火灾。
11.均匀防灭火：均压防灭火是采用风窗、风机、连通管、调压气室等调压手段，改变通风系统内的压力分布，降低漏风通道两端的压差，减少漏风，从而达到抑制和熄灭火区的目的。
第三部分 矿尘防治
1.尘肺的分类：硅肺病(矽肺病)、煤硅肺病、煤肺病。 发病原理的四个过程：>10um 、5-10um、2-5um、小于2um(1%-2%),影响尘肺病的发病因素：(1)矿尘成分(2)矿尘粒度
3
及分散度(3)矿尘浓度(4)个体方面的因素
2.煤尘爆炸机理：可燃的煤尘比表面积大，氧化容易-(遇火)-干馏—(气体)—活化中心-链反应-爆炸
3.煤尘爆炸3个必要条件：本身爆炸性、悬浮达一定浓度、高温热源 4.爆炸特征：(1)易产生连续爆炸
爆炸压力一次比一次增高，呈跳跃式发展。
(2)产生粘块与皮渣
煤尘爆炸时，对于结焦性煤尘(气煤、肥煤及焦煤的煤尘)会产生焦炭皮渣与粘块
(3)产生大量有毒有害气体
煤尘爆炸时，要产生比沼气爆炸生成量多的有毒有害气，其生成量与煤质和爆炸的强度等有关。
(4)挥发分含量减少 5.影响煤尘爆炸因素：(1)煤的挥发分、煤化作用程度低具强爆炸性(2)灰分和水分(3)粒度30-75um最强(4)空气中的瓦斯浓度(5)空气中氧的含量，低于17%时，煤尘不再爆炸(6)引爆热源
6.矿井防尘8字措施?风、水、密、护、革、管、教、查 7.矿尘的危害和预防煤尘爆炸的技术措施? 矿尘的危害：
(1) 污染工作场所，危害人体健康，引起职业病。
(2) 某些矿尘(如煤尘、硫化尘)在一定条件下可以爆炸。 (3) 加速机械磨损，缩短精密仪器使用寿命。 (4) 降低工作场所能见度，增加工伤事故的发生。 预防煤尘爆炸的技术措施： (1)、减、降尘措施
(2)、防止煤尘引燃的措施
(3)、限制煤尘爆炸范围扩大的措施
隔绝煤尘爆炸的具体措施：清除落尘;撒布岩粉;设置水棚;设置岩粉棚 8.呼吸性粉尘：呼吸性粉尘是指能在人体肺泡内沉积的，粒径在5-7 µm以下的粉尘，特别是2 µm以下的粉尘。
9.矿井综合防尘措施有哪些?
(1)通风除尘
(2)湿式作业：
1、湿式凿岩、钻眼;
2、洒水及喷雾洒水;
3、掘进机喷雾洒水;
4、采煤机喷雾洒水;
5、综放工作面喷雾洒水;
6、水炮泥和水封爆破
(3)净化风流：
1、水幕净化风流;
2、湿式除尘装置 (4)个体防护
第四部分 矿山防水
1.矿井防治水可归纳为“查、探、放、排、堵、截”六个字 “有疑必探、先探后掘、”是采掘工作的原则。
2.造成矿井水害的水源?基本条件?防治水措施?
矿井水害的水源主要有大气降水、地表水、含水层水、岩溶陷落柱水、断层水、以及旧巷或老空区积水等
一、地面防治水：1.慎重选择井筒位置2.河流改道3.铺整河底4.填堵通道5.挖沟排
4
(截)洪6.排除积水7.加强雨季前的防讯工作
二、井下防治水
1、做好矿井水文观测与水文地质工作(查) (1)做好水文观测工作(2)做好矿井水文地质工作
2、井下探水 (1)、探水起点的确定(2)、探水钻孔布置
3、放水(疏干) (1).疏放老空水(2).疏放含水层水
4、截水
5、矿井注浆堵水
第五部分 矿山救护
3.矿山救护队的任务是：(任务简答:救人、处理灾害、灭火、安全技术、审查、培训、教育) (1) 救护井下遇险遇难人员;
(2) 处理井下火、瓦斯、煤尘、水和顶板等灾害事故; (3) 参加危及井下人员安全的地面灭火工作;
(4) 参加排放瓦斯、震动性放炮、启封火区、反风演习和其它需要佩用氧 气呼吸器的安全技术工作;
(5) 参加审查矿井灾害预防和处理计划，协助矿井搞好安全和消除事故隐患的工作; (6) 负责辅助救护队的培训和业务领导工作; (7) 协助矿山搞好职工救护知识的教育。
4.矿山救护队的原则：加强战备、严格训练、主动预防、积极抢救、
第六部分 补充
1.煤矿井下发生事故是在场人员的行动原则?
发生事故后，现场人员应尽量了解和判断事故的性质、地点和灾害程度，迅速向矿调度室报告。同时应根据灾情和现有条件，在保证安全的前提下，及时进行现场抢救，制止灾害进一步扩大。在制止无效时，应由在场的负责人或有经验的老工人带领，选择安全路线迅速撤离危险区域。
当井下掘进工作面发生爆炸事故时，在场人员要立即打开并按规定佩戴好随身携带的自救器，同时帮助受伤的同志戴好自救器，迅速撤至新鲜风流中。如因井巷破坏严重，退路被阻时，应千方百计疏通巷道。如巷道难以疏道，应坐在支架良好的下面，等待救护队抢救。采煤工作面发生爆炸事故时，在场人员应立即佩戴好自救器，在进风侧的人员要逆风撤出，在回风侧的人员要设法经最短路线，撤退到新鲜风流中。如果由于冒顶严重撤不出来时，应集中在安全地点待救。
井下发生火灾时，在初起阶段要竭力扑救。当扑救无效时，应选择相对安全的避灾路线撤离灾区。烟雾中行走时迅速戴好自救器。最好利用平行巷道，迎着新鲜风流背离火区行走。如果巷道已充满烟雾，也绝对不要惊慌、乱跑，要冷静而迅速辨认出发生火灾的地区和风流方向，然后有秩序地外撤。如无法撤出时，要尽快在附近找一个硐室等地点暂时躲避，并把硐室出入口的门关闭以隔断风流，防止有害气体侵入。
当井下发生透水事故时，应避开水头冲击(手扶支架或多人手挽手)，然后撤退到上部水平。不要进入透水地点附近的平巷或下山独头巷道中。当独头上山下部唯一出口被淹没无法撤退时，可在独头上山迎头暂避待救。独头上山水位上升到一定位置后，上山上部能因空气压缩增压而保持一定的空间。若是采空区或老窑涌水，要防止有害气体中毒或窒息。
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井下发生冒顶事故时，应查明事故地点顶、帮情况及人员埋压位置、人数和埋压状况。采取措施，加固支护，防止再次冒落，同时小心地搬运开遇险人员身上的煤、岩块，把人救出。搬挖的时候，不可用镐刨、锤砸的方法扒人或破岩(煤)，如岩(煤)块较大，可多人搬或用撬棍、千斤顶等工具抬起，救出被埋压人员。对救出来的伤员，要立即抬到安全地点，根据伤情妥善救护。
2.四位一体综合防突措施的内容是什么?答：“四位一体”的综合性防突措施：突出危险性预测;防治突出措施;防突措施的效果检验;安全防护措施。 3.矿井火灾期间发生风流逆转和烟流逆退的原因，如何防止?
答：风流逆转。原因：旁侧支路中的机械风压低于局部火风压;下行通风的局部火风压大于机械风压。
防止措施：
一、上行风流的旁侧支路发生风流逆转 ①在火源的进风侧张挂风帘，构筑临时密闭及采取直接灭火的措施阻止火势发展，从而降低内部分系统的局部火风压，同时可以增大内部分系统的风阻;
②要保持负担火区通风主通风机的正常运转，决不允许停止主通风机的运行，更不能放下主通风机闸门;
③通过调整风机叶片尽量提高外部分系统的风压; ④通过提起排烟主通风机风峒中的闸门、开启排烟道路上的调节风门、防止排烟通道发生局部冒顶事故以及维护好回风系统巷道不发生堵塞的方法来减少外部分系统的风阻。
二、下行风流的主干风路发生风流逆转
①若火灾发生在进风侧，则应在火灾初期通过调节通风机以及专用的反风巷道进行反风，至少应将主通风机停转;
②若火灾发生在回风侧，则应该保证回风侧巷道不发生堵塞;调节风机，增大风机的风压，尽量使风机的风压大于火灾产生的局部火风压。
烟流逆退。原因：火源处热烟气在浮升力的作用下，向上流动并受到顶板的阻挡，而出现向逆巷道进风方向的扩散。
防止措施：
一、 上行风流风路中烟流的逆退
①减少供风，控制火势的发展; ②轻易不要采取停通风机、降压的措施，同时要适当的增加旁侧支路的风阻以增加主通风机对主干风路的作用;
③若主干风路的烟流逆退的趋势不可避免，则尽可能在火源的进风侧找一条短路通道，将逆退的烟流排回回风系统
二、 下行风流风路中烟流的逆退
下行风流风路中烟流的逆退是下行风流主干风路发生风流逆转的先兆，因此，除了防止下行风流的主干发生风流逆转的措施外，对于已经逆退的烟流，主要通过采用短路及局部反风的方法，将其排回回风系统。
4.如何判定一个瓦斯矿井采用瓦斯抽放的必要性?简述矿井瓦斯抽放方法有哪些?
答：衡量一个矿井是否有必要抽放，可以根据以下几点：对于生产矿井，由于矿井的通风能力已经确定，所以矿井瓦斯用处量超过通风所能稀释瓦斯量时，即应考虑抽放瓦斯;对于新建矿井，当采煤工作面瓦斯涌出量>5m3/min，掘进工作面瓦斯涌出量>3m3/min，采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，应该抽放瓦斯。对于全矿井，一般认为，绝对瓦斯涌出量>30m3/min，相对瓦斯涌出量>15~25m3/t时应抽放瓦斯;开采保护层应考虑抽放瓦斯。(3分)
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开采层瓦斯抽放方法：(1)岩巷揭煤、煤巷掘进预抽：由岩巷向煤巷打穿层钻孔，煤巷工作面打超前钻孔。(2)采空区大面积预抽：由开采层机巷、风巷或煤门打上向、下向顺层钻孔;由石门、岩巷或临近层煤巷向开采层打穿层钻孔;地面钻孔;密闭开采巷道。(3)边掘边抽：由煤巷两侧或岩巷向煤层周围打防护钻孔。(4)边材边抽：由开采层机巷、风巷等向工作面前方卸压区打钻;由岩巷、煤门等向开采分层的上部或下部未开采分层打穿层或顺层钻孔。(1分)
邻近层瓦斯抽放方法：(1)开采工作面推过后抽放上下邻近煤层：由开采层机巷、风巷、中巷或岩巷向邻近层打钻;由开采层机巷、风巷、中巷或岩巷向采空区方向打斜交钻孔;由煤门打沿邻近层钻孔;地面钻孔;在邻近层掘汇集瓦斯巷道;(1分) 采空区瓦斯抽放：密封采空区插管、打钻和预埋管抽放。(1分)
围岩瓦斯抽放：由岩巷两侧或正前向裂隙带打钻、密闭岩巷进行抽放等措施。(1分) 5.煤矿井下巷道冒顶的主要预兆有哪些? 答案:预兆有：①顶板发出响声;②掉渣、漏顶;③顶板有裂缝;④顶板出现离层;⑤淋水量增加。
6.矿井突水有哪些预兆? 答案:矿井突出水预兆主要有：挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等。
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第四篇：矿井通风与安全试卷、习题
《矿井通风与安全》试卷
一、名词解释(每题3分，共18分)
1、绝对湿度：
2、局部阻力：
3、通风机工况点：
4、呼吸性粉尘：
5、煤与瓦斯突出：
6、均压防灭火：
二、简述题(每题7分，共35分)
7、煤炭自燃的发展过程大致可分为哪几个阶段，各阶段有何特征?
8、试推演压入式通风矿井的风机房中水柱计测值与矿井自然风压、矿井通风阻力的关系。
9、如何判定一个瓦斯矿井采用瓦斯抽放的必要性?简述矿井瓦斯抽放方法有哪些?
10、发生风流逆转和逆退的原因是什么?如何防止风流逆转和逆退?
11、比较掘进工作面压入式和抽出式通风方式的优、缺点。
三、计算题(12-13每题10分，14题12分，15题15分，共47分)
12、如图所示，已知II . III号水柱计的读数分别为196Pa， 980Pa，请问：
13、已知某矿井总回风量为4500 m3/min，瓦斯浓度为0.6%，日产量为4000 t，试求该矿井的绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量。并确定该矿瓦斯等级(该矿无煤与瓦斯突出现象)。(10分)
14、如图所示的并联风网，已知各分支风阻：R1=1.18，R2=0.58 N?s2/m8，总风量Q=48 m3/s，巷道断面的面积均为5 m2，求：
(1)分支1和2中的自然分配风量Q1和Q2;(2)若分支1需风量为15 m3/s，分支2需风量为33 m3/s，若采用风窗调节，试确定风窗的位置和开口面积。(12分)
15、某矿通风系统如图所示，各进风井口标高相同，每条井巷的风阻分别为，R1=0.33，R2=0.2 ，R3=0.1，R4=0.12， R5=0.1，单位为N2S/m8。矿井进风量为100 m3/s：(15分) (1)画出矿井的网络图;
(2)计算每条风路的自然分配风量; (3)计算矿井的总风阻。
习题
1-1 地面空气的主要成分是什么?矿井空气与地面空气有何区别?
1-2 氧气有哪些性质?造成矿井空气中氧浓度减少的主要原因有娜些?
1-3 矿井空气中常见的有害气体有哪些?《规程》对矿井空气中有害气体的最高容许浓度有哪些具
体现定?
1-4 CO有哪些性质?试说明CO对人体的危害以及矿井空气中CO的主要来源. 1-5 什么叫矿井气候?简述井下空气温度的变化规律。 1-6 简述风速对矿内气候的影响。
1-7 简述湿度的表示方式以及矿内湿度的变化规律。
1-8 某矿井冬季总进风流的温度为5℃，相对湿度为70%，矿井总回风流的温度为20℃，相对湿度为90%，矿井总进、总回风量平均为2500 m3/min。试求风流在全天之内从井下带走多少水分?(已知总进、回空气的饱和湿度为4.76 和15.48 g/m3) 1-9 某矿一采煤工作面C02的绝对涌出量为7.56 m3/min，当供风量为850 m3/min时，问该工作面回风流中C02浓度为多少?能否进行正常工作。
1-10 井下空气中，按体积计CO浓度不得超过0.0024%.试将体积浓度
(%)换算为0℃压力为101325 Pa状态的质量浓度 (mg/m3)。
2-1 何谓空气的静压，它是怎样产生的?说明其物理意义和单位。 2-2 何谓空气的重力位能?说明其物理意义和单位。 2-3 简述绝对压力和相对压力的概念。为什么在正压通风中断面上某点的相对全压大于相对静压，而在负压通风中断面某点的相对全压小于相对静压? 2-4 试述能量方程中各项的物理意义。
2-5 分别叙述在单位质量和单位体积流体能量方程中，风流的状态变化过程是怎样反映的? 2-6 在压入式通风的风筒中，测得风流中某点i 的相对静压hsi = 600 Pa，速压 hvi =100 Pa，已知风筒外与 i 点同标高处的压力为 100kPa。 求：(1) i 点的相对全压、绝对全压和绝对静压;
(2) 将上述压力之间的关系作图表示(压力为纵坐标轴，真空为 0 点)。 2-7 在抽出式通风风筒中，测得风流中某点i的相对静压 =1000 Pa，速压 =150 Pa，风筒外与i点同标高的 =101332.32 Pa，求：
(1)i点的绝对静压 ;
(2)i点的相对全压 ;
(3)i点的绝对全压 。
(4)将上述压力之间的关系作图表示(压力为纵坐标轴，真空为0点)。
2-8 用压差计和皮托管测得风筒内一点的相对全压为300Pa，相对静压为240 Pa，已知空气密度为1.2kg/m3，试求A点的风流速度，并判断通风方式。 3-1 何谓层流、紊流?如何判别流体的流动状态?
3-2 某半圆拱巷道.采用砌碹支护.巷道宽3.2m，中心处高度3.4m，巷道中通过风量为600 m3/min。试判别风流流态。(Re=225307，紊流) 3-3 尼古拉弦实验曲线可分为哪几个区?各区有何特征? 3-4 摩擦阻力系数与哪些因赢有关7 3-5 摩擦阻力与摩擦风阻有何区别? 3-6 已知某梯形巷道康探阻力系数 =0.0177Ns2/m4，巷道长L=200 m，净断面积 S=5m2,通过风量Q=720 m3/min，试求摩擦风阻与摩擦阻力。 3-7 有一木支架梯形巷道，长1500 m，断面积为6m2，木柱直径do=0.22m，支架纵口径 =6，通过风量为900m3/min,巷道中空气平均密度为1.25kg/m3，求：(1)摩擦风阻，(2)摩擦阻力，(3)该巷通风所消耗的功率N (设风机效率为0.6)。
3-8 条件同上题，但通过风量Q=600 m3/min，求hf和N。 3-9 部阻力是如何产生的?
3-10 某巷道摩擦阻力系数 =0.004Ns2/m4，通过风量Q=40 m3/s，空气密度1.25kg/m3。在突然扩大段，巷道断面由S1=6 m2变为S2=12m2。求：(1)突然扩大的局部阻力;(2)若风流由2流向1，则局部阻力为多少? 3-11 某矿总回风道断面S=8m2，高宽比H/b=1.2，有一直角拐弯，通过风量Q=60m3/s.空气密度1.24kg/m3，摩擦阻力系数 =0.015Ns2/m4，求：(1)拐弯的局部阻力;(2)若拐弯处内角做成圆弧形，曲率半径0.7b，则局部阻力是多少?(3)设风机设备效率0.6,内角抹圆后每年可节约用电多少度? 3-12 矿井等积孔的含义是什么?如何计算?
3-13 降低摩擦阻力和局部阻力采用的措施有哪些? 4-1 自然风压是怎样产生的?进、排风井井口标高相同的井巷系统内是否会产生自然风压? 4-2 影响自然风压大小和方向的主要因素是什么?能否用人为的方法产生或增加自然风压?
4-3 如图4-1-1所示的井巷系统，当井巷中空气流动时，
2、3两点的绝对静压力之差是否等于自然风压?为什么?
4-5 什么叫通风机的工况点?如何用图解法求单一工作或联合工作通风机的工况点，举例说明。
4-6 试述通风机串联或并联工作的目的及其适用条件。
4-7 某矿抽出式通风，主要通风机型号为4-72-11 16型，转速n=630 r/min，矿井风阻 =0.73575 N?s2/m8 ，扩散器出口断面 =6.72 m2，风阻 =0.03576 N?s2/m8 (自然风压忽略)。用作图法求主要通风机的工况点。
4-8 某矿主要通风机为4-72-11 16离心风机，n=800 r/min，主要通风机的全压工作风阻 =1.962 N?s2/m8，在冬季自然风压 =196.2 Pa.夏季 =98.1 Pa。求冬夏两季主要通风机的实际工况点
4-9 某矿通风系统如图4-6-5(b)所示，风机Ⅰ为4-72-11 20，n=630 r/min，Ⅱ为4-72-11 16，n=710 r/min， =0.2943 N?s2/m8， =0.981 N?s2/m8， =1.4715 N?s2/m8，试用图解法求两翼风机的工况点及各段风路的通风阻力。(忽略自然风压和主要通风机装置各部分阻力损失)
4-10 如图(题4-10)
1、2两点分别安装风机F1和F2，进风井A和B的入风量拟定为 =40 m3/s， =30 m3/s，已知 =0.981 N?s2/m8， =1.4715 N?s2/m8， =2.943 N?s2/m8， =0.249 N?s2/m8，用做图法求主要通风机工况点及风路C中风流流向。
4-11 如图(题4-10)，图中F1和F2的型号同题4-9，风阻 、 、 、 和 之值同题4-10，用做图法求风机工况点和风路C中风流方向。
4-12 描述主要通风机特性的主要参数有哪些?其物理意义是什么?
4-13 轴流式通风机和离心式通风机的风压和功率特性曲线各有什么特点?在启动时应注意什么问题?
4-14 主要通风机附属装置各有什么作用?设计和施工时应符合哪些要求? 5-1 全风压通风有哪些布置方式?试简述其优缺点及适用条件。 5-2 简述引射器通风的原理、优缺点及适用条件。 5-3 简述压入式通风的排烟过程及其技术要求。
5-4 试述压入式、抽出式通风的优缺点及其适用条件。 5-5 试述混合式通风的特点与要求?
5-6 有效射程、有效吸程、炮烟抛掷长度及稀释安全长度的含义是什么? 5-7 可控循环通风的含义及其优缺点、适用条件是什么? 5-8 长距离独头巷道通风在技术上有何困难，应如何克服? 5-9 试述局部通风机串联、并联的目的、方式和使用条件。
5-10 试述风筒有效风量率、漏风率、漏风系数的含义及其相互关系。 5-11 试述局部通风设计步骤。
5-12 局部通风装备选型的一般原则是什么?
5-13 掘进通风安全装备系列化包括哪些内容?并有什么安全作用?
5-14 某岩巷掘进长度为300 m，断面为8 m2，风筒漏风系数为1.19，一次爆破炸药量为10 kg，采用压入式通风，通风时间为20 min，求该掘进工作面所需风量。若该岩巷掘进长度延至700 m，漏风系数为1.38，再求工作面所需风量。 5-15 某岩巷掘进长度为400 m，断面为6 m2，一次爆破最大炸药量10 kg。采用抽出式通风，通风时间为15 min，求该掘进面所需风量。
5-16 某岩巷掘进长度1000 m。用混合式(长抽短压)通风，断面为8 m2，一次爆破炸药量10 kg，抽出式风筒距工作面40 m，通风时间20 min。试计算工作面需风量和抽出式风筒的吸风量。
5-17 某煤巷掘进长度500 m，断面7 m2，采用爆破掘进方法，一次爆破炸药量6 kg，若最大瓦斯涌出量2 m3/min，求工作面所需风量。
5-18 柔性与刚性风筒的风阻有何异同点?两者的漏风状况有何不同? 5-19 风筒的选择与使用中应注意哪些问题?
5-20 某风筒长1000 m，直径800 mm，接头风阻 =0.2 Ns2/m8，节长50 m，风筒摩擦阻力系数0.003 Ns2/m4，风筒拐两个90o弯，试计算风筒的总风阻。5-21 为开拓新区而掘进的运输大巷，长度1800 m，断面为12 m2，一次爆破炸药量为15 kg。若风筒为直径600 mm的胶布风筒，双反边联接，风筒节长50 m，风筒百米漏风率为1%。试进行该巷道掘进局部通风设计。
(1)计算工作面需风量;
(2)计算局部通风机工作风量和风压; (3)选择局部通风机型号、规格和台数。
(4)若风筒直径选800 mm的胶布风筒，其他条件不变时，再重新选择局部通风机的型号、规格和台数。
6-1 什么是通风网络?其主要构成元素是什么?
6-2 如何绘制通风网络图?对于给定矿井其形状是否固定不变? 6-3 简述节点、路、回路、网孔、生成树、余树的基本概念的含义。 6-4 矿井通风网络中风流流动的基本规律有哪几个?写出其数学表达式。 6-5 比较串联风路与并联风网的特点。
6-6 写出角联分支的风向判别式，分析影响角联分支风向的因素。 6-7 矿井风量调节的措施可分为哪几类?比较它们的优缺点。 6-8 比较各种风量调节计算方法的特点。 6-9 矿井通风网络解算问题的实质是什么? 6-10简述矿井通风风量的增阻调节法。 7-1 采区通风系统包括哪些部分?
7-2 试比较运输机上山和轨道上山进风的优缺点和适用条件。
7-3 何谓下行风?试从防止瓦斯积聚、防尘及降温角度分析上行风与下行风的优缺点。
7-4 试述长壁工作面通风系统有哪些类型?并阐述其各自的特点和适用性。
8-1 井口空气有哪几种加热方式?简述它们各自的优缺点。
8-2 某矿井总进风量为130 kg/s，冬季井口空气计算温度为-28℃，采用井口房不密闭的加热方式，冷热风在井口房混合。混合前的热风温度为30℃，混合后的温度为2℃，热媒为压力343kPa的饱和蒸汽，试选择合适的空气加热器。
8-3 某矿井恒温带深度Z0=30 m，恒温带温度tr0=15℃，地温率g r=45m/℃，试求该矿井垂深500m处的原岩温度。
8-4 某矿一段大巷长100 m，巷道断面形状为半圆拱，断面积为14 m2，原岩温度为35℃，巷道中平均风温为22℃，围岩与风流间的不稳定换热系数为5.82×10-4 kW/(m2?℃)。求该段巷道围岩放热量。
8-5 某一水平掘进巷道，断面积为10m2，采用11kW的局部通风机压人式通风，风筒直径为800mm，局部通风机入口处巷道中的风温为25℃，吸风量为250m3/min ，空气密度为1.23kg/m3。风筒的有效风量率为48%，试计算风筒出口的风温。 8-6 某回采工作面风量为600 kg/min，空冷器入口空气温度为31℃，相对湿度为88%，大气压为101325Pa。欲使空冷器出口风温为24℃，相对湿度为100%，求空冷器的供冷量。 8-7 高温矿井选择矿井通风系统时，一般应考虑哪些原则? 8-8 简述通风降温的作用及效果。
8-9 简述矿井集中空调系统设计的内容和步骤。
8-10矿井集中式空调系统有哪几种类型?各有什么优缺点? 9-1 通风系统包括哪些部分?
9-2 简述拟定矿井通风系统的原则和要求。
9-3 从防止瓦斯积聚、防尘降温等角度分析采煤工作面上行风与下行风各自的优缺点。 9-4 矿井通风系统主要有哪几种类型?说明其特点及适用条件。 9-5 试述矿井通风系统安全性评价的目的和作用。 10-1 什么是矿井瓦斯? 10-2 试述瓦斯的主要物理及化学性质。了解这些性质对于预防处理瓦斯危害有何意义? 10-3 瓦斯是如何生成的，煤体内实际含有的瓦斯量是否等于生成量? 10-4 瓦斯在煤内存在的形态有哪些?相互之间有何关系?主要存在形态是什? 10-5 怎样确定瓦斯风化带的深度?确定瓦斯风化带深度有何实际意义? 10-6 影响煤层瓦斯含量的因素有哪些? 10-7 测定煤层瓦斯压力有何意义? 如何测定? 10-8 为什么瓦斯能连续、持久地从煤内涌出?
10-9 某采区的月产量为9000t，月工作日为30天，测得该采区的回风量为480 m3/min，瓦斯浓度为16%。求该采区的瓦斯涌出量。 10-10 影响瓦斯涌出量的因素有哪些? 10-11 怎样从开采技术因素方面降低瓦斯的涌出量和瓦斯涌出的不均匀性? 10-12 地面大气压和风量变化对瓦斯涌出的影响如何? 10-13 矿井瓦斯等级分几级?如何鉴定矿井的瓦斯等级?
10-14 预防和治理瓦斯喷出的主要技术措施有哪些? 10-15 煤与瓦斯突出有何特点和危害? 10-16 煤与瓦斯突出的机理是什么?
10-17 突出的一般规律有哪些? 如何确定矿井和煤层是否有突出危险? 10-18 为什么开采保护层是最有效的预防突出的措施?怎样划定保护范围? 10-19 局部防突措施有哪些?
10-20 瓦斯爆炸的危害及影响瓦斯爆炸范围的因素有哪些? 10-21某火区内可燃气体的成分为3.5% CH4，0.02%C3H8，0.04%C2H4，0.06%H2，另外，O2为18% ，这个火区内有无爆炸危险? 10-22 试述瓦斯与煤尘爆炸的异同点? 10-23 何谓瓦斯的引火延迟性?煤矿生产中如何利用这一特性? 10-24 煤矿井下哪些地点以及什么条件下最容易发生瓦斯燃烧爆炸事故? 10-25 为什么未卸压的本煤层抽放方法，在我国大多数煤田很难采用? 10-26 影响瓦斯抽放的重要参数有哪些? 11-1 什么叫矿井火灾?它分哪几类?各有何特点? 11-2 试述煤炭自燃的充要条件。 11-3 试述煤炭自燃的影响因素。
11-4 煤炭自燃发展过程有哪几个阶段?各阶段有何特征? 11-5 我国煤的自燃倾向性分哪几个等级?它们是如何确定的? 11-6 试述自燃火灾预报的方法、要求及注意事项。 11-7 试述利用风压调节法防火的具体措施。
11-8 试述预防性灌浆时泥浆的作用、制备和灌浆方法。 11-9 直接灭火法有哪些? 常用的防灭火材料有哪些? 11-10 试述火风压的概念及特性。如何计算火风压? 12-1 何谓矿尘?它的危害有哪些?
12-2 表示矿尘颗粒大小的指标有哪些? 它们对衡量矿尘的危害性有何影响? 12-3 矿尘的湿润性和荷电性对防尘、降尘有何作用? 12-4 矿山尘肺病分为哪几类? 12-5 粉尘在人体呼吸系统内的运移规律是什么? 12-6 影响尘肺病的发病因素有哪些? 12-7 煤尘爆炸的条件及过程是什么? 12-8 影响煤尘爆炸的因素有哪些? 12-9 撒布惰性岩粉时对岩粉有何要求? 12-10 试述综合防尘措施。
12-11 何谓最低及最优排尘风速? 13-1 矿山救护队的任务有哪些?
13-2 AHG—4A型氧气呼吸器主要由哪些系统组成? 13-3 简述AHG—4A型氧气呼吸器的工作原理。 13-4 发生事故时，在场人员的行动原则是什么? 13-5 井下发生爆炸、火灾、水灾事故时，人员应怎样撤出灾区?
13-6 避难硐室有几种?如何构筑临时避难硐室?避难待救时应注意什么? 13-7 什么是压风自救装置? 13-8 试述AZL—60型过滤式自救器的佩戴方法步骤。 13-9 试述AZH—40型化学氧自救器的工作原理。 13-10 佩戴自救器时应注意哪些事项? 13-11 试述对中毒、窒息人员的急救方法。 13-12 简述口对口吹气人工呼吸法。 13-13 试述对溺水者的急救方法。 14-1 简述井下防治水的主要措施。 14-2 探放水的原则是什么?
14-3 在哪些情况下必须设防水煤柱? 14-4 在哪些情况下必须设置水闸墙?在设计和修筑水闸墙时有哪些要求? 14-5 注浆堵水材料有哪些? 14-6 矿井突水征兆有哪些?
第五篇：矿井通风安全实习报告
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30
19、42万吨，可采储量218
6、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K
2、K
3、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p1s32.84-4.58
4.20
68.3-118.
395.8
0-2简单粉砂岩泥岩稳定一型151.64-3.1
42.500-2简单石灰岩泥岩
铝土泥岩稳定一型
15号煤层：位于太原组底部，K2灰岩为其直接顶板，煤层厚度1.64～3.14m，平均2.50m，为全井田可采之稳定煤层，煤层层位及厚度均很稳定，属结构简单稳定型煤层。局部含0～2层泥岩夹矸，煤层顶板为K2灰岩，底板为中厚层状泥岩。
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1400~2300mm支护宽度950~1050mm中心距1000mm初撑力1546KN工作阻力2000KNp=42Mpa支护强度0.53~0.58Mpa底板比压1.16Mpa泵站压力31.5Mpa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125/105125/105mm行程850850mm初撑力386.37386.37KNp=31.5Mpa工作阻力500500KNp=42Mpa3推
移缸径/柱径110/70mm行程650mm推溜力299KN拉架力178KN
(三)工作面回采方向与超前关系
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CK23
35、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。