矿井通风安全监测监控毕业论文.doc

矿井通风安全监测监控毕业设计矿井通风安全监测监控毕业设计 摘 要：随着煤矿工业的发展，安全生产已经成为其中重要的部分。为确保煤矿的安全生产，对煤矿的安全设计十分重要。根据平岗煤矿的实际情况，结合目前安全生产技术，对高庄煤矿进行了安全设计。设计针对煤矿常见的安全问题，如水、火、煤尘、瓦斯、顶板等灾害，分析灾害发生的原因，设计具体的灾害预防措施及安全保障措施，以达到防止事故发生或减少事故发生概率，降低事故造成伤害的目的。根据平岗煤矿开拓方式和地质构造，选择了合理的通风系统，对采掘工作面及硐室通风，井下通风设施和构筑物等进行设计，选择了安全逃生路线，分析了矿井通风系统的合理性和可靠性。针对高庄煤矿的粉尘灾害，从防尘措施、防爆措施和隔爆措施三个方面进行了安全设计。对于瓦斯灾害防治，设计采取了以瓦斯抽放为主及一些防爆、隔爆安全措施。在火灾防治方面，分别设计了煤自然火灾防治措施及外因火灾防治措施。通过对高庄煤矿水文地质资料的分析，设计了相应的水灾防治安全措施。同时建立一套完善的安全监测与监控体系，对各种灾害形式进行严密的监控，在灾害发生前将事故处理，确保生产能够安全高效的进行，同时达到无安全事故、无人员伤亡的理想状态。同时还设计了顶板灾害、运输系统灾害、电气事故灾害的安全措施。关键词: 安全条件 粉尘防治 瓦斯防灭火 安全监测目 录摘 要1目录2第1章 矿井概况及安全条件51.1 井田概况51.1.1地理位置51.1.2地形地貌.61.1.3水文.61.1.4气候.61.1.5矿区开采现状71.2 安全条件71.2.1地质特征71.2.2煤层特征81.3 矿井生产情况81.3.1 工程性质81.3.2提升、通风、排水和压缩空气设备91.3.3井上下主要运输设备91.3.4工业场地布置特征、防洪排涝、地面建筑及煤柱101.3.5供电及通讯101.3.6给水、排水和采暖通风及供热101.3.7技术经济11第2章 矿井通风142.1 概 况142.2矿井通风142.2.1现矿井各采区风量计算142.3现有通风方式及通风系统142.3.1现有风井数目、位置、服务范围及服务时间142.3.2采掘工作面及硐室通风142.3.3井下通风设施及构筑物布置142.3.4安全逃生途径142.3.5通风设备及反风152.3.6矿井风量、风压及等积孔16第3章 粉尘灾害防治173.1 粉 尘173.2 防尘措施183.2.1防尘措施183.2.2采掘工作面除尘183.2.3井下消防183.2.4防爆措施193.3 隔爆措施203.3.1隔爆措施203.3.2隔爆水棚（水袋）203.4 矿井地面生产系统防尘21第4章 瓦斯灾害防治224.1 瓦 斯224.2 防爆措施224.2.1防止瓦斯积聚224.2.2巷道局部积聚瓦斯的处理224.2.3防止瓦斯爆炸或窒息224.3隔爆措施234.3.1隔爆措施234.3.2隔爆水袋23第5章 矿井防灭火245.1 概 况245.2 井下外因火灾防治245.2.1井下机电设备硐室防火措施245.2.3井下电缆245.2.4井下电气设备的各种保护245.2.5井下电气设备的检查、维护、修理和调整。255.2.6其它火灾的防治措施及装备255.2.7井下主要机电设备硐室及防火构筑物255.2.8消防灭火装备255.2.9开采方面的措施255.3 监控监测系统255.3.1概况255.3.2安全监测监控系统的结构265.3.3传感器选择26第6章 矿井防治水286.1 矿井水文安全条件分析286.1.1矿井开采水文地质情况286.1.2矿井充水因素及特征286.2 矿井防治水措施286.2.1矿井开拓、开采所采取的安全保证措施286.2.2井下探放水措施296.2.3地表水防治措施及工程296.3 井下防治水安全设施306.3.1排水设施306.3.2选型计算306.3.3防水设施30第7章 井下其它灾害防治317.1 顶板灾害防治及装备317.1.1矿山压力显现基本因素分析317.1.2一般顶板冒落灾害的防治措施及装备317.2 爆炸材料库317.3 电气事故防治措施及设备327.3.1供电线路及地面变电所事故防治措施327.3.2防止电气设备引起的瓦斯燃烧、瓦斯爆炸和触电等事故的措施32第八章 专题 矿井安全监测监控34 8.1 概述.34 8.1.1安全检测、监控系统设置要求.34 8.2 安全检测、监控和专属设备选择34 8.2.1监测监控内容确定.34 8.2.2矿井监测系统选型确定.34 8.2.3 传输设备及器材选型.35 8.3 监测设备各类传感器布置35 8.3.1中心站布置.35 8.3.2避雷器设置.35 8.3.3分站布置.35 8.3.4传感器布置.358.4 矿井各类传感器装备.358.5 矿井安全监测监控系统运行可靠性分析368.5.1安全监测监控系统选择的合理性、先进性.368.5.2KJ90型矿井监控系统设计有很多新颖实用功能.36结论36致谢38参考文献.39第1章 矿井概述1.1 井田概况1964年5月，中南煤田地质局126勘探队提交了河南宝丰韩梁煤田高庄勘探区精查地质勘探报告。武汉煤矿设计研究院于1965年6月提交了“高庄矿初步设计”，经（58）煤郑管基字137号文件批准，设计利用储量8293.4万t，其中，四3、四22和四21（戊8、戊9和戊10）煤层2754.4万t，二1（已16-17）煤层5339.0万t。矿井设计年生产能力45万t，服务年限64年。矿井分两个水平先后进行建设，一水平1958年开始兴建，1968年12月底投产，1972年达到设计生产能力45万t，开拓方式为立井与斜井联合开拓，开拓深度+85m，主要开采四（戊）煤段煤层。1975年，二水平由河南省煤炭管理局以（75）豫煤生字第301号文批准扩建，1978年由平顶山矿务局建井二处开始施工延深，1984年底投产，1980年核定矿井生产能力75万t。由于矿井地质条件复杂，1991年核定矿井生产能力45万t，实际生产能力30万t，主要开采二1（已16-17）煤层。矿井开拓方式为立井与斜井联合开拓，开采方法为走向长壁陷落法。矿井开采的一水平四（戊）煤段煤层，已于1985年全部结束报废；二水平开采的二（己）煤段煤层，共分为三个采区：已一采区（包括已一采区上山和已一采区下山）、已三采区和已四采区，开采标高为+50m-180m，最低可采厚度0.7m。目前，三个采区正规采面已全部回采结束，现主要回收井巷煤柱与残留的边角煤。截止2006年底，累计动用储量4734.1万t，采出煤量1169.3万t，二1（己16-17）煤层保有资源/储量226.8万t，其中，可采储量90.8万t。此外，已报废的一水平四2（戊9-10）煤层尚存资源/储量224.1万t，其中，可采储量125.7万t。1.1.1 地理位置矿井位于平顶山市西部石龙区境内，平顶山煤田西部韩梁矿区中部。东距平顶山市55km，南距鲁山县、东距宝丰县分别约为16和20km，见图11。地理位置坐标：东经11249191125814，北纬335105335615。主井口坐标：X=3753206.483，Y=38394672.816，Z=211.500；副井口坐标：X=3753176.356，Y=38394713.99，Z=211.500。井田走向长约5km，宽约2.5km，面积12.5km2。北部以李坪断岭正断层为界与韩庄井田相邻，南部以谢河正断层为界与大庄井田相邻。西部至青草岭逆断层，东部至火山碎侵入切割的煤层边界为界。确切范围以采矿许可证所控制的坐标为准。矿区内有平顶山矿区专用线平韩铁路通过，平韩铁路在宝丰与焦（作）枝（城）铁路、漯（河）宝（丰）铁路接轨。矿区东部有平洛高速，西部有207国道，与邻近市县及乡镇均有公路畅通，交通十分便利（见图11）。区内已实现了有线、移动、计算机等多种通信网络系统，加快了同外界的联系。1.1.2地形地貌本区属缓坡状起伏的低山丘陵区，山脊宽缓圆滑，坡度较缓，沟谷开阔。地势总体呈西部与东部高中间低、北高南低。井田西部边界以外的青草岭娘娘山为中低山区，标高250520m，最高点娘娘山海拔+528.4 m。主要有震旦系石英岩和寒武系灰岩组成，井田范围内主要为石炭二叠系组成的丘陵区，标高多在250m左右。1.1.3 水文区内为低山丘陵地貌，受地形的影响，冲沟较发育。常年性地表水体欠发育，流经井田石龙河，在矿区内长7.5km，河床宽2080m，由北向南横穿井田中部，流入大庄井田注入沙河，该河九十年代前为常年性河流，最大流量为1200m3/s，最小流量为0.1676m3/s，由于受气候、煤炭开采抽放大量地下水及工农业生产、生活用水的大幅度增加，九十年代之后变为季节性河流，洪水期有水。井田内最高洪水位标高+201.67m（1956.7），枯水期主要排泄矿井与工业废水。目前石龙河流域已修起大小不等的多座水库，对防洪和灌溉起到了积极作用。1.1.4 气候区内属暖温带大陆性半湿润季风气候，夏季炎热，冬季寒冷，四季分明，据宝丰气象站气象资料：气 温：最高气温43.4（1966年7月19日），最低气温-19.1（1969年1月31日），历年平均气温为14.2。月均气温一般在2月份最低，7月份最高。霜期一般自10月下旬起至次年4月上旬止，长达近半年。降水量：年最大降水量1461.6mm（2000年），最小降水量424.7mm（1966年），年平均降水量742.6mm，月最大降水量481.3mm（2000年7月）。最大连续降雨天数9天（1964年4月13日21日）。雨季集中在7、8、9三个月。蒸发量：年最大蒸发量2825mm（1959年），最小蒸发量1490.5mm（1964年）。月最大蒸发量408.9mm（1959年7月），月最小蒸发量40.7mm（1957年1月）。蒸发量大于降水量。湿度和风速：平均绝对湿度13.5mm，平均相对湿度67%。冰冻期一般是11月到来年3月。最大冻土深度14cm（1977年1月30日）。最大风速24m/s，平均风速2.8m/s。冬季多西北风，夏秋盛行东南风和西南风。1.1.5矿区开采现状 高庄矿目前为残采收尾时期，生产布局为己一采区布置1个采煤工作面，2个掘进工作面、己四采区布置1个采煤工作面，2个掘进工作面，全矿全部采用炮采，炮掘；每个采煤工作面都有独立的通风系统，机巷进风，风巷回风；掘进工作面采用压入式通风方式进行通风，风筒为500mm的胶质、抗静电、阻燃风筒，通风机的安装使用和风筒的管理符合规程规定；井下爆破材料库、充电房和变电所都有独立的通风系统，各用风地点的风量均符合规程规定。高庄矿主要通风机型号为BDK65A和BDK60C对旋式主要通风机，电机功率为250KW2（现在为单段运行）。风叶角度为35度。针对我矿残采收尾阶段，采掘战场逐渐减少的生产局面，为做到安全、合理、经济的供风，我矿经过深入的分析研究、制订了可靠的主要通风机调整方案，于2007年10月对主要通风机工况进行了合理的调整。调整后主要通风机工作风量3084m3/min，矿井总进风量为2817m3/min，矿井需风量为2647.5m3/min，风压为930Pa，矿井有效风量为2711m3/min，矿井有效风量率88%。外部漏风率为8.6%，符合规定。通风系统稳定、可靠，主要通风机的工作风量与通风网络相匹配，完全满足我矿安全生产的需要。 1.2 安全条件1.2.1地质特征地质及范围高庄矿属缓坡状起伏的低山丘陵区，山脊宽缓圆滑，坡度较缓，沟谷开阔。地势总体呈西部与东部高中间低、北高南低。井田西部边界以外的青草岭娘娘山为中低山区，标高250520m，最高点娘娘山海拔+528.4 m。主要有震旦系石英岩和寒武系灰岩组成，井田范围内主要为石炭二叠系组成的丘陵区，标高多在250m左右。北部以李坪断岭正断层为界与韩庄井田相邻，南部以谢河正断层为界与大庄井田相邻。西部至青草岭逆断层，东部至火山碎侵入切割的煤层边界为界。确切范围以采矿许可证所控制的坐标为准。根据生产过程中揭煤的地质资料，开采范围内地质条件复杂，受青草岭逆断层、李坪段岭正断层、谢河正断层的影响，小型断裂构造极为复杂，断层纵横交错，对煤层破坏十分严重，给正常回采带来很大困难。煤层开采情况高庄矿区矿井开采的一水平四（戊）煤段煤层，已于1985年全部结束报废；二水平开采的二（己）煤段煤层，共分为三个采区：已一采区（包括已一采区上山和已一采区下山）、已三采区和已四采区，开采标高为+50m-180m，最低可采厚度0.7m。目前，三个采区正规采面已全部回采结束，现主要回收井巷煤柱与残留的边角煤。截止2006年底，累计动用储量4734.1万t，采出煤量1169.3万t，二1（己16-17）煤层保有资源/储量226.8万t，其中，可采储量90.8万t。此外，已报废的一水平四2（戊9-10）煤层尚存资源/储量224.1万t，其中，可采储量125.7万t。1.2.2煤层特征己16-17煤层是矿井目前开采的唯一煤层，位于山西组下段，距戊10煤层161.5-217.3米。该煤层是井田内主要可采煤层，位于大占砂岩S4标志层之下，煤层厚度0.1-21.14米。煤层结构简单，顶板多为砂岩或砂质泥岩。底板多为泥岩，亦见有砂质泥岩。己16-17煤层厚度变化较大，据81个见煤点统计计算结果，煤层可采性指数Km=0.89，煤层变异系数R=71.9%，属不稳定煤层。因此，在矿井地质条件分类时己16-17煤层的稳定程度定为IIId。1.3 矿井生产情况1.3.1 工程性质井田境界高庄矿位于平顶山市石龙区境内，韩梁矿区中部，距平顶山市55km，井田走向长度3.0Km，倾斜宽度2.5Km，面积7.5Km2。开采己组煤层。可采储量截止二00八年已动采了四个采区，剩余地质储量为147.1万t，可采储量为63.9万t。己四采区为的主采区。表（1-1）平岗煤矿分水平各类煤柱损失量汇总表 万t煤柱分类+100标高以上+100-600m标高合计断层保煤柱219.669.8289.4工业广场保护煤柱42.987.6130.5主要井巷保护煤柱273.9674.7948.6合计536.4832.11368.5表（1-2）工业资源储量、设计储量、设计可采储量汇总表 单位：万t储量类型+100标高以上+100-600m标高合计工业资源储量3417.88979.312397.1设计资源储量3209.18961.51187.1设计可采储量1848.65589.67438.2矿井设计生产能力及服务年限矿井工作制度设计年工作日330天，每天三班作业。日净提升时间为16h。 生产能力核定生产能力75万t/a。服务年限T = ( 1-1) = 7438.2751.3= 76a 其中： T：服务年限 Z：可采储量 A：生产能力 K：储量备用系数1.3.2提升、通风、排水和压缩空气设备提升设备高庄矿的煤炭主要提升采用带式输送机运输。采用GDS-1000型钢丝绳皮带提升机，提升能力45万t/a。矸石主要由斜副井，一段提升机型号为XKT-2.5/20的矿用提升机，提升能力为10万t/a；二段提升机型号为2JK-3/20的矿用提升机，提升能力为35t/a。通风设备高庄矿主要通风机两台，一台BDK65A824型、一台BDK60C824型，一台使用、一台备用。目前主要通风机为单段运行，风叶角度为35，工作风量3084m3/min，风压为930Pa。排水设备二水平中央泵房主水泵型号为200D438，现有四台，两台使用，两台备用。压缩空气设备该矿生产现主要在二水平，在地面设一个压风机房，内设有2台4L-20/8型压风机，经核定满足要求。1.3.3 井上下主要运输设备地面运输公路交通：矿区门口有公路与207国道相通，距平顶山市45公里。铁路交通：煤矿铁路与国铁宝丰县火车站相连距宝丰县20公里。本矿目前运输主要以铁路为主，现已形成较为完善的铁路运输线，对矿区的开发、建设提供了较为便利外运条件。井下运输本矿井设计井下煤炭运输采用胶带输送机运输方式，辅助运输采用10t架线式电机车牵引1t或3t固定式矿车运输。地面生产系统主井生产系统煤炭由高庄矿皮带井一段、二段皮带运输机运至地面手选厂车间至洗煤筛分车间复式振动筛之中，原煤经过洗煤车间分精煤和中煤两种分别进入各自煤仓。手选矸石经汽运到矸石山。皮带井一段、二段皮带运输机并担任运送人员升入井。副井系统副井及下料斜井承担提升矸石、升降人员、运送设备和材料的功能,地面材料、设备在地面车场装入花栏车或平板车，由提升机运入井下。地面排矸系统井下矸石由副井运到地面车场，由一台ZK10-6/550电机车牵引50M至矸石山车场子，由JD-11.4绞车拉入翻车机，翻入排矸箕斗后由矸石山前JK1600/1224型绞车牵引到矸石山顶部排掉。1.3.4工业场地布置特征、防洪排涝、地面建筑及煤柱工业场地为确保场内外来物资运输，消防安全通道要求，主干道路面宽12m，次干道路面宽为6m，路面结构为水泥路面。场内排水该区地形由丘陵和构成，该矿井工业场地位置处在一山岗的北侧坡上，场地内东南高西北低，地形坡度变化不大，地形也便于场地内排水。场地内自然高差为6m。1.3.5供电及通讯供电电源矿变电所60kv电源分别引自“梨恒线”和“梨平线”，所内一台主变：S91600066主变压，一台SLF1-20000/60主变压器。电力负荷一水平用电负荷为3780 KW，其有功功率为2270 KW。二水平用电负荷为6200 KW，其有功功率为3720 KW。1.3.6给水、排水和采暖通风及供热水源工业场地生活用水水源供水水源：在石龙区储水池：300 m3，LBH1056 m半地下钢筋混凝土矩形水池1座，地下部分为3.5 m。供水泵房：LBH1053 m矩形泵房1座150m2。 分别设：生产消防洒水泵：XBD430-125G/Z、Q72-12b3/h。 H0.42-0.37MPa N22kw 380V 2台。生活给水泵：80D-129，Q20 m3/h H102 m 17kw 2台加药设备：JY-0.61.44-B-1 2台次氯化钠发生器：JYM-1 2台工业场地设有生活供水管网、生产及消防供水管网。生活供水为PPV管，干管为80，生产及消防供水管网采用镀锌无缝钢管，干管管网为D100，生产和消防供水管网上靠近建筑物时有室外地下消火栓，其型号为SS100-1.0。生产、消防用水水源地面生产用水由本地区自来水供水网供给；井下消防洒水同时采用地面和井下两种水源。用水量矿井生产及生活用水量451.4m3/d, 最高时用水量为300.6m3/h，井下除尘洒水日用水量为680m3/d，时用水量为53.5m3/h。排水系统 排水量工业场地排水主要是生活污水、浴池排水、锅炉排污水、井下排水和其它排水，予计总排水量为6336 m/d；排水系统平房居民区的生活污水及雨水，未经处理由地面沟渠排入凤山河和穆棱河。楼房居民区的生活污水、浴池排水、锅炉排水经排水管路排入沉淀池中，经沉淀过滤后由排水管路排入凤山河。井下排水除部分流入地面静压水池管路排入凤山河。洗煤厂洗煤废水经洗煤厂内部净化处理后继续循环使用。排水构筑物排水管采用Dg250陶瓷管；Dg350钢筋砼管。水泥沙浆接口，埋地铺设。埋深为2.0m。采用重力排水，沿地形坡度铺设。埋深不小于2.0m。采暖通风及供热采暖根据气象资料、工艺要求及有关规定，本设计在经常有人工作、休息和生产工艺有要求的建筑物内，设置集中采暖系统。整个工业场地的采暖热媒均采用95/70低温水，热媒来自工业场地锅炉房，行政福利建筑物内散热器采用铸铁四柱型散热器，其余生产系统建筑和工业厂房内散热器采用钢制高频焊螺旋翅片管散热器。热水供应浴室、洗衣房的浴用和洗衣用由专用锅炉房的供给。井筒防冻井筒防冻仅做主皮带中，二采区绞车道。矿井主皮带井及斜副井由锅炉房内的两台4t锅炉供暖。经校核均满足需要。1.3.7技术经济移交生产时井巷工程量表井巷工程量表（1-3）序号工程名称单位数量煤岩别月进度工期（月）1返送绞车道m60半6012返送风道m150全岩5033二段绞车道风眼m20全岩600.54采区风道下延m150半10035采区绞车道下延m80半10016工作面m90煤1201劳动定员及劳动生产率全矿井劳动定员本设计根据矿井原煤年产量120万t，年工作天数330天，确定原煤全员效率为2.95吨/工。经计算，原煤生产出勤人员3596人，其中，管理人员206人，井下工人2182人，地面工人1027人。表（1-4）劳动定员汇总表序号人员类型出勤人数替补人数在籍人数班班班合计1一、原煤人员115199114428945221、生产工人10916210837994473（1）井下工人871338630683389（2）地面工人2229227311842、管理人员637649492二、供电2102141153三、生产服务人员133313594634四、生活服务人员9229403435五、选煤厂213621785836六、消防队555合计1603051596241077317七、准轨铁路58518119总计165313164642108750劳动生产率采区投产后，按年工作日数3 3 0d计算，日产量448.2T，全员效率确定为1.6工。参考本矿现在实际达到的效率确定的。全员效率1.6t工，回采工作效率定为4.52T工，这是根据回采工作面日产量和按需要配备的-人员求出的。掘进工作效率为0.2m工，按矿实际效率确定。概算投资工程投资总额为2018.5万元（井巷工程350.1万元 、设备购置1668.4万元）。矿井主要技术经济指表（1-5）主要技术经济指标名称单位指标备注矿井设计生产能力Mt45年生产能力万t45日生产能力t0.125矿井服务年限a76矿井设计工作制度年工作天数天330日工作班数班3灰份Ag%23.24挥发份V%27.32发热量千卡/Kg7500储量（1）地质储量万t235.1（2）可采储量万t138.2煤层情况（1）可采煤层数层2（2）可采煤层平均厚度m1.4（3）煤层倾角度15（4）煤的容重t/m31.35井田范围走向长度Km7.5倾斜宽度Km6.75井田面积Km249开拓方式立斜井筒类型及斜长倾角提升斜井M110021回风斜井M40030原煤生产成本概算本设计矿井根据煤炭工业设计规范和现行煤炭工业财务制度及成本计算办法并考虑该地区同类矿井的成本实际情况，计算出该矿井达产后正常年份的原煤生产成本为150.835元t。第2章 矿井通风2.1 概 况高庄煤矿鉴定为高瓦斯矿井。矿井相对瓦斯涌出量为28.5m3/t，绝对涌出量为33m3/min。在平岗矿区范围内尚无煤层自燃发火现象。各煤层均有煤炸煤尘炸指数在20%-45%之间。由于高庄矿井为低瓦斯矿井，根据局下发要求低瓦斯矿井按高瓦斯矿井进行管理。2.2矿井通风2.2.1现矿井各采区风量计算井下共布置2个采煤工作面，6个掘进工作面，全矿独立回风硐室7个，变电所水泵房2个，压风机硐室2个，绞车硐室2个，火药库1个。根据上述参数进行矿井风量计算。Q矿（Q采+Q掘+Q硐+Q备+Q其）K m3/min式中：Q采-采煤工作面实际需要风量总和m3/minQ掘-掘进工作面实际需要风量总和 m3/minQ硐-硐室实际需要风量总和 m3/minQ备-备用采面实际需要风量总和 m3/minQ其-其他地点实际需要风量总和 m3/minK-矿井通风需要风量系数 取1.2Q矿=（Q采+Q掘+Q硐+Q备+Q其）K=（2200+2664+488+491+540）1.2=49051.2=7660 m3/min2.3现有通风方式及通风系统2.3.1现有风井数目、位置、服务范围及服务时间 矿井现有两条井筒入风，两条回风井。2.3.2采掘工作面及硐室通风回采工作面采用后退式开采，全负压U型通风，工作面下巷进风，上巷回风。井下主要硐室采用全负压独立通风。2.3.3井下通风设施及构筑物布置矿井设有专用回风井，采区设置了专有的回风道。井下所有进回风相交处设有双向双道风门，在需要调节风量处设调节风门，以保证各用风地点的合理风量，在需要反风处设有反风风门。在主要进风、回风巷，工作面进风巷和回风巷设置测风站，观测矿井总风量和回采工作面的进风量和回风量。倾斜巷道中不应设置风门，如非设不可时，应按设自动风门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。2.3.4安全逃生途径矿井安全出口设置及保证措施矿井的主井、副井和风井均可作为安全出口，井筒及采区各上山内设人行道和扶手。斜井井筒每隔40m设一躲避硐室。副井担负矿井辅助提升任务，必须执行煤矿安全规程的规定，提车不行人，行人不提车。当井下发生事故时，人员可借助上述人行台阶、扶手、人行道方便、顺利到达地面。避灾路线为了方便井下工作人员在灾害发生后能安全撤离，井下各巷道及巷道相交处应挂牌写明巷道名称、长度，指明各类灾害的撤离方向，并做到每年预演一至二次。避火灾线路发生火灾时工作人员应及时撤离采区，向新鲜风流方向撤离，通过进风井到达地面。一采区：采煤工作面运输平巷采区皮带道采区车场暗井绞车道暗井下部车场二水平主运巷二水平副提升井和二水平皮带一水平石门一水平皮带和副井地面。掘进工作面采区车场暗井绞车道暗井下部车场二水平主运巷二水平副提升井和二水平皮带一水平石门一水平皮带和副井地面。二采区：采煤工作面运输平巷片盘车场采区绞车道地面掘进工作面片盘车场采区绞车道地面。避水灾线路 在工作面工作的人员及在井底车场工作的人员应及时撤至回风平巷或回风井，通过安全出口出井。掘进工作面采区车场暗井绞车道暗井上部车场后石门机轨合一巷后石门绞车道下料斜井车场下料斜井地面。二采区：采煤工作面运输平巷片盘车场采区绞车道地面掘进工作面片盘车场采区绞车道地面。发生瓦斯、煤尘爆炸时，应及时戴好自救器，选择最近的躲避硐室进行躲避，等待救援或躲避开瓦斯、煤尘爆炸危害严重的巷道，进入有新鲜风流、较安全的巷道内，或选择巷道支护较好的地方就地卧倒，最好卧在有水的水沟里。发生有害气体中毒时，应及时向有新鲜风流的巷道撤离。发生冒顶事故时，现场工作人员应及时撤离至有顶区域，进入围岩较好，支护较好的巷道内。2.3.5通风设备及反风采区前期风量选择本设计采区风量按生产采区风量计算方法进行前期风量计算。比较采煤、掘进、硐室所需风量之和与井下同时工作的最多人数所需风量。采区后期风量选择采区开采后期由于掘进工作面、回采工作面、硐室个数均不变，因此后期总风量选择与前期相同。通风机设置及要求要及时对通风机的运行状况进行监控，以保证设备安全运行。备用风机必须要在10min内开动。通风机的运转必须由专职司机负责。选择GAF31.5-20-1GZ型防爆抽出式轴流风机两台，一台工作一台备用，配套电动机功率1400KW，电压660V,其额定风量为8700-15000m3/min，现排风量为9700 m3/min。反风方式及设施通风系统的反风装置采用机械反转反风 。反风设施必须能在10min内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，通风机的供给风量不应小于正常供风量的40%；每季度至少检查1次反风设施，每年应进行1次反风演习。2.3.6矿井风量、风压及等积孔阻力计算根据公式 (2-1)式中 x-阻力系数 L-巷道长度 U-巷道周长 Q2-风量平方 S3-断面立方经计算得2.72m2根据计算采区初、后期通风情况属于容易通风。第3章 粉尘灾害防治3.1 粉 尘井下生产所产生的煤和岩石的细微颗粒统称为煤矿粉尘。粉尘包含煤尘和岩尘两类。井下煤尘主要来源于井下采掘工作面，此外煤炭运输过程中转载点、机头机尾均产生煤尘；岩尘主要来源于井下岩巷及半煤岩巷掘进工作面。直径大于50m的尘粒，在重力作用下会很快从气流中分离出来，沉落于地面，此类粉尘称为落尘。直径在0.01-50m范围内的尘粒，能长时间悬浮于空气中，此类粉尘叫做浮尘。浮尘对矿井空气的污染和人体健康的危害最大，是矿井防尘的重点对象。粉尘的主要危害是能导致尘肺，有的粉尘与人的潮湿皮肤接触时，有一些刺激作用，会引起皮肤发炎。尘肺病是因为长期、大量吸入微细粉尘而引起以肺纤维化为主的一种慢性职业病。煤矿尘肺病因吸入粉尘成分不同可分为：矽肺病：因吸入游离二氧化硅含量较高的岩尘所引起的尘肺病。它是矿山的一种主要职业病，除了会使肺纤维化外，还会由矽酸引起肺部化学物理反应，应重点加以防治。患者多为长期从事岩巷掘进的工人。煤矽肺病：因吸入煤尘和含游离二氧化硅的岩尘所引起的尘肺病。患者多为岩巷掘进和采煤混合工种的工人。煤肺病：因长期吸入煤尘所引起的尘肺病。患者为长期在井下从事采掘工作的采掘工人。矿井生产中粉尘除了对人体带来不同程度的危害外，煤尘在一定条件下还会发生爆炸。煤尘爆炸除破坏井巷、毁坏设备、伤亡人员外，爆炸同时产生大量的有毒有害气体，严重地威胁矿井安全生产和人员的生命安全。但煤尘爆炸必须同时具备以下三个条件：自身为爆炸危险性的煤尘。按煤矿安全规程规定，煤尘的爆炸性必须通过国家授权单位进行鉴定。煤尘的浓度。悬浮在井下空气中的煤尘只有达到一定浓度才可能爆炸，煤尘未达到爆炸下限浓度或超过上限浓度都不会发生爆炸。具体规定见表3-1。表3-1井下空气中粉尘浓度要求一览表粉尘中游离sio2含量（%）最高容许浓度（mg/m2）总粉尘呼吸性粉尘10103.510-502150-8020.58020.3存在有引爆火源。煤尘的引燃温度一般为700-800，有时也可达到1100，引起煤尘燃烧或爆炸的高温火源有：电器设备产生的电火花，电缆、电机车架线上的电弧，采掘机械工作产生的冲击火花，爆破时出现的火焰，井下火灾以及瓦斯爆炸等。影响煤尘爆炸的主要因素有：煤尘的可燃挥发分，煤尘粒度，煤尘浓度，空气中的瓦斯和氧含量，煤尘灰分（或混入的岩粉量），煤尘水分，煤尘硫分。本井所开采各煤层的煤尘具有爆炸性。3.2 防尘措施3.2.1防尘措施防尘措施有：采用湿式凿岩。通风排尘和净化风流。喷雾洒水。装岩洒水降尘。个体防护，作业时必须人人坚持戴防尘口罩。采掘工作面坚持使用水炮泥，在其回风巷内按规范要求安设隔爆水棚。严格控制各种火源。各个采掘工作面、装载点、卸载点、运输、仓储等产生粉尘的尘源地点，采用降尘、除尘、捕尘以及对沉积在巷道的浮尘进行。3.2.2采掘工作面除尘湿式作业除尘；喷雾洒水除尘；加水爆破除尘；含尘空气净化装置除尘（即水幕净化）；加强个体保护，凡在回采、掘进工作面的人员，必须佩戴口罩。3.2.3井下消防水源的选择井下消防用水在西风井井底（-90m标高处）建一200m3蓄水池，为各采区提供静压水。水质煤炭工业给水排水设计规范MT/T5014-96中要求的井下防尘洒水用水的水质标准见表的规定，其碳酸盐硬度应不超过6mge/L。该矿井水源井水质满足煤炭工业给水排水设计规范MT/T5014-96中防尘洒水用水水质标准的要求。见表（3-1）表（3-1）防尘洒水用水水质标准序 号项目标准1悬浮物含量不超过150mg/L2悬浮物粒度不大于0.3mm3PH值6-94大肠菌群不超过3个/L供水方式、给水管路系统与设备水源取自消防水池，井下消防和洒水管路使用，由高水位自然压头给水方式。采用1004无缝钢管由主斜井进入回风巷、采区平巷及井底车场。在井底车场的各机电硐室附近均设置三通阀门，供消防火使用。生产消防洒水泵：XBD430-125G/Z、Q72-12b3/h。 H0.42-0.37MPa N22kw 380V 2台。重点保护区域具体位置为：副井井筒车底车场，皮带井机尾；变电所等机电硐室入口，爆破材料库硐室、检修硐室、材料库硐室入口，掘进巷道入口，回风工作面进、回风巷口，胶带输送机机头。井下洒水除尘系统井下洒水除尘用水量680 m3/d；由各自蓄水池供水；井下消防洒水采用合流制供水管路，采用枝状管网；自井下消防洒水池接管，沿各自的进风巷顺风流敷设至井下各用水点。管材选用无缝钢管，采用快速接头。井下给水栓设置位置运输平巷每隔50m由同位置的消火栓接出一个DN25的给水栓；胶带输送机大巷、回风大巷、运输及回风平巷每隔100m由同一位置的消火栓接出一个DN25的给水栓，不同位置时则单独接出一个DN25的给水栓。湿式凿岩机的引水管接给水栓。井下喷雾装置位置在井下综采工作面采煤机组自带内、外喷雾装置。配两泵一过滤器，型号为：PBZ320/6.3A、Q=320L/min 、P=6.3Mpa;井下综掘工作面煤巷掘进机自带内外喷雾装置。配两泵一过滤器，型号为：XRB50/15、=50L/min 、P=1.50Mpa；在集中煤仓、翻车机、装车机以及胶带输送机、刮板输送机、转载机的转载点等地点。井下风流水幕位置回风平巷靠近出口及距工作面50m内；装煤点下风向15-25m处；胶带输送机大巷，工作面运输平巷，掘进头。3.2.4防爆措施减尘和降尘措施煤层注水。煤层注水有浅孔注水、深孔注水、巷道钻孔注水三种方法。矿井在不同时期的生产过程中，可根据具体的情况采取不同的方法来减尘和降尘。采空区灌水。喷雾洒水。坚持使用水泡泥。清除落尘。规程规定，每一矿井必须有计划地对井巷定期进行清扫、清洗煤尘、和巷道刷浆。井下电气设备及保护的选择电气设备按煤矿安全规程规定选型，井底车场开关柜选用一般型，采区电器设备选用矿用防爆型，下井电缆选用阻燃型电力电缆。井下电缆选用矿用不延燃橡套电缆。井下照明灯具均选用防爆型灯具。为防止井下静电引起电火花，在井底车场设有主接地极，并利用电缆的接地芯线连接起来，形成一个总接地网，接地电阻小2欧。井下电机控制设备具有短路、过负荷、单相断路和低压保护，127v用电设备的控制器还具有漏电闭锁功能。为防止井下电缆、变压器等设备着火，下井电缆选用阻燃型电力电缆，井下电缆选用矿用延燃橡套电缆。井下变压器选用隔爆干式变压器。并分别配有过流，过负荷保护。井下电器设备在使用期间，必须经常检查设备的防爆性能，不符合要求的不得使用，禁止井下带电修理或带电迁移电器设备。撒布岩粉对岩粉的要求1）可燃物质含量小于5。2）含有游离SiO2小于5。3）不含有毒有害物质的混合物。4）岩粉必须全部通过50号筛孔,其中70以上通过200号筛孔（筛径0.074mm以下）。5）色淡白、鲜明、通常用石灰石制作。6）潮湿巷道应使用抗湿性岩粉；对岩粉量的要求在开采瓦斯煤层时，岩粉与沉积的煤尘混合后的粉尘中要求不燃物质的含量应不小于80。在开采高瓦斯煤层时，应不小于70。该矿属高瓦斯矿井，因此不燃物质的含量按不小于70计算。撒布岩粉地点的确定1）所有运输巷和回风巷；2）当有和没有煤层爆炸危险的煤层同时开采时，应在两种煤层连接处撒布岩粉；3）在有爆炸性煤尘经常积聚的地点须经常撤布岩粉；4）工作面上口、下口，须经常撒布岩粉，但设有喷雾洒水地点或巷道潮湿，已使煤尘中水分大于12的地区可以不撒布。5）撒布岩粉需将巷道所有表面，包括顶、底、帮都用岩粉覆盖，撒布长度应大于300m，不足300m的巷道则全部撒布。岩粉散布方法和撒布周期1）人工撒布和压气撤布均可，撒布时人员必须站在风流上方。2）按照对岩粉量的使用要求：回风平巷距工作面0-40m范围内，36h就要撒岩粉一次。运输平巷1-3d就要撒岩粉一次。3.3 隔爆措施3.3.1隔爆措施隔爆措施是把已发生的爆炸截住，不使其传扩开来，以限制在最小的范围内，使爆炸不致由局部扩大为全矿性的大灾难。隔爆措施有设置岩粉棚、设置水棚、撒布岩粉、设置自动式防爆棚和隔爆水幕。3.3.2隔爆水棚（水袋）水棚的结构与选型矿井设计采用使用方便、安装简洁的水袋作为矿井隔爆水棚，设计选用GBSD80型水袋。分别采用集中式和分散式布置方式作为矿井的主要隔爆棚和辅助隔爆棚。水棚的计算与布置水棚的计算矿井在生产实施过程中，矿井必须根据水棚设置地点的井巷断面计算水棚总水量、单架水棚水量、水棚架数及水棚区长度的计算等相关参数。1）总水量 (3-1)式中 G-总水量，L； g-每m2巷道所需水量，Lm2；主要水棚按400Lm2，辅助水棚为200Lm2； s-巷道断面积，m2。2）单架水棚水量 Gn (3-2)式中 Gn-单架水棚水量，m2； Sn-水槽