矿井通风系统安全论述与分析毕业论文

1、毕业设计（论文）毕业设计（论文）题目和美六矿通风系统安全探讨与分析摘要随着煤矿工业的发展，安全生产已成为其中的重要组成部分。为保障煤矿安全生产，煤矿安全设计十分重要。根据和美六矿的实际情况，结合当前的安全生产技术，对和美六矿进行安全设计。设计 针对煤矿常见的通风安全问题，如水、火、煤尘、瓦斯等灾害，分析灾害成因，设计具体的防灾安全措施，防止事故发生或降低事故发生概率，减少事故。造成伤害的目的。根据和美六矿的开发方法和地质结构，选择合理的通风系统和通风设备，设计工作面、采场通风、井下通风设施和构筑物，选择安全逃生通道。对各风井等容孔、负压、矿井通风阻力分布等数据进行分析，分析矿井通风系统的合理性

2、和可靠性，并提出建议。根据和美六矿的具体情况，在火灾防治方面，设计了防治天然煤火的措施。在通风系统方面，采取措施保证通风系统的稳定性。建立一套完整的安全监测监控体系，对各类灾害进行严格监控，在灾害发生前处理事故，确保生产能够安全高效地进行，同时达到理想的无事故状态安全事故，无人员伤亡。关键词:需气量 设计 通风安全 瓦斯 消防 安全监测目录 TOC o 1-3 u 摘要 PAGEREF _Toc201018509 h 我目录 PAGEREF _Toc201018509 h 二 PAGEREF _Toc201018509 h _第1章矿山概况与安全条件 PAGEREF _Toc201018512

3、 h 11.1矿山介绍 11.2矿井通风与瓦斯 11. 3矿井瓦斯排放 21.4 矿尘21.5 矿床自燃 31.6 煤层顶底板岩性 31.7 矿井涌出 31.8 矿用电源 41.9 矿井提升与运输 5第二章矿井通风82.1 当前风量设计88工作面用气需求面所需风量102.1.3 其他地区的空气需求，总计112.2 现有的通风方法和通风系统122.2.1 现有风井的数量、位置、服务区域和服务时间 122.2.2 开挖面和腔室通风122.2.3 地下通风设施及构筑物布置122.2.4 安全逃生路线122.2.5 通风设备的选择和 PAGEREF _Toc201018539 h 防风 132.2.6

4、矿井风量、气压及等面积孔 PAGEREF _Toc201018540 h 142.2.7雷阻测量与分析 PAGEREF _Toc201018540 h 142.2.8保证矿井通风系统风量稳定的措施 PAGEREF _Toc201018540 h 14第三章 矿井防火193.1概述193.2 工作面消防措施 193.3 采矿措施 PAGEREF _Toc201018571 h 19第四章 矿山安全监测 监测214.1 安全监控监控系统的重要性 214.2 安全监测、监测和传输设备选型 214.2.1 监测和监测能力确定 214.2.2 矿山监控系统的选择与确定 214.2.3 传输设备和设备的选

5、择 214.3 监控设备各种传感器的布置 224.3.1 传感器布置 224.3.2 进料传感器和其他布置 234.4 矿山安全监控系统运行可靠性分析 22结论 24到 25参考文献 26第一章矿山概况与安全条件1.1 矿场介绍6号矿建于1958年7月，1964年3月投产，核定生产能力75万吨/年。 2008年改扩建后，设计生产能力提高到140万吨/年。目前，该矿仍有地质储量14201.3万吨，可采储量8551.3万吨。该矿位于省矿区中南部，南以六、八矿庄向斜轴线为界，北、西以F40正断层和二1煤层露头为界， Er1-800m煤层等高线东侧，南北走向长6.5km，东西走向宽2.7km，面积约1

6、8km2。该矿区主要可采煤层为二叠系下系第二1煤层，煤层平均厚度8.13 m，为稳定层，是该区良好的标志层。该煤层结构简单，局部含矸石0.01-0% .75m，矸石岩性为多位碳质泥岩。 6号矿场为东倾单斜构造，平均倾角约20，深部暂定边界高程-800m。矿山开发方式为竖井多层次上下开发。矿井分为-150m-300m和-600m水平三个层次。目前生产级别为二级，水平标高-300m，二级上坡矿区已基本建成。目前产量主要为二级下坡矿区、南一209、211两个矿区、北一212、214两个矿区。目前煤矿井下布置4个采煤工作面，分别为：2121、2808、2143、2112、2116四个采煤工作面，其中2

7、112为备用工作面。6号矿有3个岩巷队，3个煤巷队。主要开发开挖区有：212区、211区、214区及三级扩建工程和三级配套工程。开挖过程如下：岩巷钻孔爆破破岩，锚网喷支护，刮岩机装矸石，矿车卸矸石，钻煤巷弹丸支撑U型棚，煤由运输车卸出。目前矿山安全出口有小庄风井（斜井）、东风井（带梯间）、中央风井（带梯间）、老副竖井（带梯间）、新副竖井（带应急笼） , 共 5 个。1.2 矿井通风与瓦斯6号矿井的通风方式为双向斜抽式，通风方式为机械通风，副井和主轴进风，小庄风井和东风井为出风井。 2010年新风量核定为140万吨/年。矿井总进风量15422 m3/min，总回风量16307 m3/min。每个

8、回风井有2个相同容量的主风扇，一个用于运行，另一个用于备用。矿井最大通风过程为9650m矿井有效风量率为87.98%，进、回风竖井及各巷道无风速超限。6号矿瓦斯品位为煤及瓦斯突出矿井。 2009年矿井瓦斯识别结果显示，瓦斯绝对排放量为52.50m3/min，相对瓦斯排放量为23.92 m3/t；二氧化碳绝对排放量18.97m3/min，相对排放量8.64m3/t，本年采面最大瓦斯20.34 m3绝对排放量/min，开挖面最大瓦斯绝对排放量15.29 m3/min。1.3 矿井瓦斯抽放六矿为难抽煤层（渗透系数0.018m2/Mpa2.d），抽采方式为煤层抽采、通床抽采、顶板高位钻探（裂缝带）抽采

9、和采空区抽采。百米钻孔排水量一般为0.017m3/hm.min。 6号矿于1970年建立了矿井瓦斯抽放系统。目前的抽放系统包括地表抽放系统和地下抽放系统。地面提取系统地面气泵房目前配备两台2BE1-353-1水环真空泵，均采用双回路供电。流量、负压、温度等参数通过光学和机械仪器进行验证。泵房进出水管道均设有水封防回火、防爆设施。主管道铺设在地面瓦斯抽放系统9050米中，抽采井下设10个抽放区，钻孔总长，182308米净化瓦斯量井下排水系统地下有4个泵站：11矿区泵站、14矿区泵站、北四泵站和12矿区泵站。有3台SK-60型水环真空泵和4台2BE1-303-0型水环真空泵。移动泵站采用双回路供电

10、，配备KJ系列瓦斯抽放监测子系统，对抽放管道和环境中的瓦斯浓度、负压、流量、温度等参数进行监测，并配备光学和机械仪表用于相互验证。地下移动泵站负责2143、2808、2121工作面采空区埋管和顶板高位裂隙排水。目前地下瓦斯抽放的纯度为5-8m3/min。今年矿山计划抽采量745万立方米，计划钻井量17万立方米，三季度瓦斯抽采率32%。1.4 矿尘6号矿煤尘具有爆炸性，爆炸指数15.91%。各级领导高度重视防尘工作，各子口岸矿长负责本口岸的整体防尘工作，确保防尘所需的人员、资金和设备；各业务部门负责人直接负责本单位的防尘工作；综合防治科负责矿山粉尘防治的业务管理和监督指导工作；各采掘队、机电、交

11、通、通风、排水、钻井等单位负责本工作区域的扬尘防治工作。职责明确。矿井一层有静压池。主管为4英寸钢管，支管为2英寸钢管，工作面为2英寸钢管和2英寸橡胶管。各采区、各采煤工作面、煤岩巷道开挖工作面均设置防尘净水管道和防尘水帘，各点设置喷淋。防尘系统功能完善，符合法规要求。在扬尘源防治中，重点抓好重点部位和重点作业环节。主要防尘措施有：湿钻、煤壁注水、水炮蒙皮爆破、爆破前后浇水、爆破喷淋、防尘水幕等。通过做好扬尘源的防治工作。钻井队严格按照排尘周期图进行排尘。主要运输巷和主进风巷每月冲洗不少于3次，主要回风巷每月不少于2次，其他区域每月不少于1次。第二次评价。矿区主带车道和带车道每周不少于一次。同

12、时，加强粉尘计量管理。矿山严格按照粉尘防治规定要求，配备专职测尘人员，开展测尘工作。保证井内各测尘点的粉尘（总粉尘、可吸入粉尘）每半个月测一次；每季度测量一次粉尘分散程度；每六个月测量一次粉尘中游离SiO2的含量。1.5 煤层自燃煤层自燃倾向分为三类（不易自燃），自燃点火期最短为87天。为防止自燃，要加强消防技术管理，认真承担消防工作责任，加强以预防性灌浆为基础的消防基础工作。同时，加强对防火、防火工作的预测预报，加大对防火、防火工作的检查考核力度，规划好地下消防管道，从根本上杜绝自燃和自燃。1.6 煤层顶底板岩性本矿区主要可采煤层为下二叠统第二一煤层。煤层稳定，顶板为黑色泥岩或砂质泥岩，老顶

13、板为灰色细中粒砂岩（俗称大站砂岩）。良好的标志层。煤层底板为泥岩或砂质泥岩，老底为灰色细至中粒长石石英砂岩。支护形式岩巷采用锚杆网和喷浆支护，煤巷采用U型棚支护，采煤工作面采用DZ-22型单支液压支柱“”型梁支护。1.7 矿井涌水根据矿山充水特征，该区矿床为裂隙充水矿床，主要充水含水层为21煤层顶底板砂岩含水层和C83L灰岩含水层。水量小于2L/sm。矿井注水方式为直接注水，放水后对开采效果有一定影响。水平矿井进-300m水量估算结果为初始最大进水量/h，238.7m3后期-450m最大进水量190.96 m3/h六号矿井排水系统由两个独立的排水系统组成，即一级排水系统和二级排水系统，均为一级

14、排水，从地下直接排放到地面.详情如下：水平排水系统：泵房主要承担水平矿山排水的任务。泵房配备3台D450-606型水泵，其中1台工作，1台备用，1台检修。电机均为YB 560M2-4隔爆型高压电机，功率为710KW。沿副井200mm安装排水管2次（工作1次，备用1次），排水高度约100米311米，外置水箱总容积为0米2942m3二级排水系统：泵房主要负责排放300m二级（-级）及以下区域的矿井水。泵房配备MD280-6510型水泵3台，其中1台工作，1台备用，1台检修。电机为YB -4 630M2，功率900KW。排水管道为250mm管道的2倍，沿中央下山轨道及副竖井安装，排水高度约1 517

15、米，水箱总容积4050m3矿山地质报告规定矿山设计正常进水量为190 m3/h，最大进水量为238.7 m3/h。 2009年实测矿井正常进水量218.5 m3/h（一级8.5 m3/h、二级210m3/h）；实测最大进水量233.5m3/h（一级9.5m3/h，二级224 m3/h）。第一层和第二层，一个水泵和一个管道工作。在备用水泵和备用管道不投入使用的情况下，矿井正常或最大进水量可在24小时内20小时内排放，符合煤矿安全规程的要求。 ，排水量大。1.8 矿用电源六矿电气设备总装机容量21500KW，矿山作业设备总容量12800KW。 2009年矿山产量136.01万吨/年，实际用电量47

16、25.79万千瓦时，矿山综合用电量37.68千瓦时/吨。 6号矿井下电缆6条。沿副井至第一水平主排水泵房铺设2条线路，530m每条线路较长1260m；新的副竖井铺设到中心变电站，每条路都很长900m。6号矿生产用电来自和美（集团）公司供电厂区所辖矿区区域变电所（大湖变电所）。变电站供电为110KV双回，站内安装2台SFS8-31500/110变压器。总容量为231500=63000KVA，其供电容量完全可以满足矿山的需要。1.9 矿山吊装运输1、辅助井的提升六矿副井提升机为JKMD-2.84落地式多绳提升机。立轴提升，提升高度432m，设计提升速度为8.4m/s。双吊钩起吊，配备单层双车和双层

17、双车笼，电机为YR630-10/1180型交流电机，功率630KW。主要负责起吊矸石、起吊物料、起吊人员等辅助起吊任务。单层矸石、起重物、双层载客。起升系统绞盘房高低压电源为双回路，并设有防翻滚、防超速、过载欠压、限速、深度指示器故障、闸门间隙保护和减速功能保护，等按规定进行试验，符合煤矿安全规程的要求。2、主轴升降6号矿主轴提升系统绞车为JKD-3.254塔式多绳摩擦提升机。竖井442m起升，起升高度，设计起升速度为5.99m/s。 1995年安装投产。双钩起重，起重容器为一对JG-12/1104型箕斗，电机为YR630-16/1430型，功率2630KW，起重一次产能12t，井底有缓冲煤仓

18、。 2004年12月，安装定重装载装置。起升系统绞盘房高低压电源为双回路，并设有防翻滚、防超速、过载欠压、限速、深度指示器故障、闸门间隙保护、满仓保护和减速保护。依此类推，并按规定进行试验，符合煤矿安全规程的要求。6号矿目前的交通系统为：矿山南翼和北翼开采，共4个工作面（南翼1个，北翼3个）。煤流运输系统为工作面沿槽运输、上（下）山运输、巷道运输，经过地下停车场的两个煤仓后，由给煤机输送至上仓库带进入地下煤仓。详情如下：1、二层南翼主巷以铁路运输为主，铁路型号为30Kg/m，轨距600mm。运输设备为7台CDXT-8型电瓶电力机车、MD-3.3/6型底卸矿车和MG-1.1/6型固定矿车。其中原

19、煤运输设备为3台电力机车和MD-3.3/6型底卸矿车。每列煤炭运输列车由 10 辆矿车组成。矿区煤仓到底部煤仓的距离为1.8km。2、二层北翼采用皮带机输送煤炭，输送集中巷共安装3台皮带机，分别是：DT1250-1000/2160型1套，输送长度1260m，输送带宽度1000mm，带速2.63m/s，倾角-11至17。JSP-1000/275型1台，输送长度400m，输送带宽度1000mm，带速2.63m/s，倾角14STG-800/240型 1台，输送长度380m，输送带宽度800mm，带速2.54m/s，平路输送。3、采用STG-800/240、MPJ-800/222带式输送机输送矿区上下

20、山及沿槽道工作面。第二章 矿井通风2.1目前风量设计井下共设置采煤工作面5个、掘进工作面13个、独立回风室7个、变电站水泵房6个、火药库1个。根据以上参数计算矿井风量。Q矿（Q开采+Q挖掘+Q隧道+Q准备+Q矿山）K m 3 /min式中：Q采采煤工作面实际需要的总风量m 3 /minQ开挖开挖工作面实际需要的总风量m 3 /minQ室内实际需要的总风量m 3 /minQ备用-备用工作面实际需要的总风量m 3 /minQit-其他位置实际需要的总风量m 3 /minK-矿井通风需风量系数取1.2采煤工作面用气需求2143工作面空气需求量根据CH4流出量（ U型通风）式中： Q采采面实际所需风量

21、， m3/min ；q开采工作面回风洞气流中平均绝对瓦斯排放量（或二氧化碳）， m3/min ；矿井瓦斯排放量是指工作面回风的绝对瓦斯排放量，不包括瓦斯抽放量。KCH4工作面涌出瓦斯的不平衡通风系数。 （在正常生产条件下，连续观察1个月的日最大绝对瓦斯排放量与月平均日绝对瓦斯排放量的比值） 。Q挖矿= 100 q挖矿 KCH4 = 100 8 .14 1. 5 = 1221 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖矿=4N=4 90= 360 m3/min 根据适宜温度的风速计算Q矿=60 V矿 S矿=60 1.2 6.5 = 468由于6号矿目前使用的炸药均为乳化炸药，且本公式仅适用于硝酸铵炸药，

22、故不计算此步骤。风速计算： V = 1221 60 6.5 = 3.13 m/s2116工作面空气需求根据CH4流出量（ U型通风）Q挖矿=100 q挖矿 KCH4=100 7.92 = 1580 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖矿=4N=4 90= 360 m3/min 根据适宜温度的风速计算Q矿=60 V矿 S矿=60 1.1 6.5 = 429 m3风速计算： V =1580 60 6.5 = 4.05 m/s2 121 工作面空气需求根据CH4流出量（ U型通风）Q挖矿=100 q挖矿 KCH4=100 10.31.2 = 1236 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖矿=4N=4 9

23、0= 360 m3/min 根据适宜温度的风速计算Q挖矿=60 V挖矿 S挖矿=60 1。2 6.5 = 468 m3风速计算： V = 1236 60 6.5 = 3.17 m/s2808工作面空气需求根据CH4流出量（ U型通风）Q挖矿=100 q挖矿 KCH4=100 7.52.4 = 1800 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖矿=4N=4 80= 320 m3/min 根据适宜温度的风速计算Q矿=60 V矿 S矿=60 1.2 8 = 576 m3风速计算： V = 1800 60 8 = 3.75 m/s21 1 2备用工作面用气量根据CH4流出量（ U型通风）Q挖矿= 100 q

24、挖矿 KCH4 = 100 3 .61 1. 2 = 433 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖矿=4N=4 90= 360 m3/min 根据适宜温度的风速计算Q挖矿=60 V挖矿 S挖矿=60 1。2 6.5 = 468 m3工作面投产时计划风量为1200 m3/min因此，工作面布风量为Q准备1 /2Q采1 2 00 1/2 600风速计算： V = 600 60 6.5 = 1.54 m2 、掘进工作面所需风量由于两个或多个开挖面共用风机吸风口和开挖面回风之间的巷道，只计算其中一个开挖面，不再重复计算该路段所需风量。1） 2093拉底线、2093下槽、2091上槽 按CH4涌出量计算Q

25、挖= 100 q挖 KCH4=100 4.45 1.25 = 556 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖=4N=4 30 *3 = 360 m3 根据风机的吸风量计算Q dig = Q fan Ii+9S = 300*3 +9 8 *3 1116m3风速计算： V = 1116 60 8 = 2.33 m/s -600主车道，3001下拉车道 按CH4涌出量计算Q挖= 100 q挖 KCH4 = 100 1 。 6 1 1.47 = 237 m3/ 按同时工作的最大人数计算Q挖=4N=4 30 *2 = 240 m3 根据风机的吸风量计算Q dig = Q fan Ii+9S = 300 2+

26、9 11 *2 699风速计算： V = 699 60 11 = 1.06 m2091 底抽巷、三层猴巷 按CH4涌出量计算Q挖= 100 q挖 KCH4=100 2.86 1.3 = 472 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖=4N=4 30 *2 = 240 m3 根据风机的吸风量计算Q挖= Q风扇 Ii+9S = 300*2 + 11 *9= 669 m3风速计算： V = 699 60 11 = 1.06 m 2142 底抽巷 按CH4涌出量计算Q dig =100 q dig KCH4=100 0. 721.5 = 108 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖=4N=4 30= 120

27、 m3/min 根据风机的吸风量计算Q挖=Q番 Ii+9S =300 +9 11= 399 m3风速计算： V = 399 60 11 = 0.61 m(5) 2115下槽 按CH4涌出量计算Q dig = 100 q dig KCH4=100 2.99 1. 65 = 493 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖=4N=4 30= 120m3 根据风机的吸风量计算Q dig =Q fan Ii+15S =300*2 +15 8= 720m3风速计算： V = 7 20 60 8 = 1.5m(6) 21 4 5下槽 按CH4涌出量计算Q挖= 100 q挖 KCH4=100 2.75 1.46

28、= 402 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖=4N=4 30= 120m3/min 根据风机的吸风量计算Q dig =Q fan Ii+15S =300 *2+15 8= 720m3风速计算： V = 720 60 8 = 1.5m(7) 2 141 上槽 按CH4涌出量计算Q挖= 100 q挖 KCH4=100 1.63 1.4 = 228 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖=4N=4 30= 120m3 根据风机的吸风量计算Q挖=Q番 Ii+15S =300 2+15 8= 720m3风速计算： V = 720 60 8 = 1.5m( 8 ) 2 122 下槽开挖回风 按CH4涌出量计

29、算Q挖= 100 q挖 KCH4=100 2.16 1.58 = 341 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖=4N=4 30= 120m3 根据风机的吸风量计算Q dig =Q fan Ii+15S =300 *2+15 8= 720m3风速计算： V = 720 60 8 = 720 m/s(9) 2 122 上槽开挖回风 按CH4涌出量计算Q挖= 100 q挖 KCH4=100 1.83 1.5 = 275 m3 按同时工作的最大人数计算Q挖=4N=4 30= 120m3 根据风机的吸风量计算Q dig =Q fan Ii+15S =300 *2+15 8= 720m3风速计算： V =

30、720 60 8 = 1.5 m/s3、地下室等巷道用气量计算经计算（计算过程和方法略） ，矿室等巷道所需风量1600m3总风量计算步骤：Q总量（ Q采+ Q采+ Q开+ Q备用+ Q其他） K （ m3 / min ） Q采采煤工作面实际需要的总风量， m3/min ； Q excavation开挖面实际需要的总风量， m3/min ； Qdong 室内实际需要的总风量，m3 /min ；Q备用备用工作面实际需要的总风量， m3/min ； Q其他除采矿、开挖和开挖位置以外的矿山其他巷道所需风量之和， m3/min ；K矿井总风需系数。第六矿为高瓦斯突出矿，取1.2 。Q应入（ Q挖矿+ Q

31、挖矿+ Q开盘+ Q备份+ Q其他） K(5814+4637 + 1600) *1.2 1 2051 *1.2 14461 m32.2现有的通风方式和通风系统2.2.1现有风井的数量、位置、服务区域和服务时间该矿目前有两口进气井和两口回风井。副井和主井为进气井，位于矿区中心。状风井负责南一地区的空气供应需求，包括209和211矿区；东风泾负责美艺和北一212、214、28矿区的供气需求，使用寿命80年。2.2.2开挖面和腔室通风采采工作面采用全负压U型通风后采法。主地下室采用全负压独立通风。2.2.3地下通风设施及结构布置矿井设有专用回风井，矿区设置专用回风管道。地下所有进、回风交汇处设有双向

32、双通道风门。调节风门安装在需要调节风量的地方，保证每个风位的风量合理。在主进风回风巷、工作面进回风巷设置测风站，观察矿井总风量和工作面进回风量。倾斜巷道不应设置阻尼器。如确有必要，应设置自动阻尼器或设置专人管理，并采取安全措施，防止矿车或阻尼器与人员和矿车相撞。阻尼器。2.2.4安全逃生路线2.2.4.1矿井主轴、副井、小庄风井可作为安全出口，井筒和矿区设置人行道和扶手。斜井井筒应40m每隔一段时间设置掩蔽室。当地下发生事故时，人员可以借助上述人行台阶、扶手和人行道方便、平稳地到达地面。2.2.4.2为便于灾后井下工作人员安全疏散，每条地下隧道与隧道的交汇处应标明隧道名称和长度，标明各种灾害的

33、疏散方向，并每年演练一到两次。 消防逃生线发生火灾时，工作人员应及时撤离矿区，向新鲜空气流动方向撤离，通过进风井到达地面。采煤工作面下槽采区堆场采区轨道采区进气道两水平主道两水平副井地面。行驶面矿区堆场矿区轨道矿区进气道二层道路二层辅助井地面。 避洪路线工作面工作人员和地下停车场工作人员应同时撤至回风平面车道或回风井，并通过安全出口退出井道。行驶面矿区堆场矿区轨道矿区进气道二层道路二层辅助井地面。发生瓦斯或煤尘爆炸时，应同时佩戴自救器，选择就近的避难所进行避难，等待救援或避开瓦斯、煤尘爆炸严重的巷道，进入风新鲜安全的巷道，或者选择路面支撑较好的地方就地躺下，最好是在有水的沟里。 如遇有害气体中

34、毒，疏散到有新鲜风的巷道。如发生顶板坠落事故，现场工作人员应撤至顶板区域，进入围岩较好、支撑较好的巷道。2.2.5通风机和逆风2.2.5. 1 量按生产矿区风量计算方法计算。将采煤、开挖、开膛所需要的风量之和与同时在井下工作的最大人数所需要的风量进行比较。矿区后期风量选择矿区开采后期，由于开挖工作面、开采工作面和洞室数量不变，后期总风量选择与前期相同。2.2.5. 2 需要时时监测呼吸机的运行状态，以保证设备的安全运行。备用风扇必须在 10 分钟内启动。呼吸机的操作必须由专业司机负责。东风经选用了两台AGF606-2.442-1.2防爆抽出式轴流风机，一台工作，一台备用。配套电机功率1600K

35、W，电压6200V。其额定风量为9000 -16000m3/min，当前排风量为10279 m3/min。壮峰景选用了两台AGF606-1.88-1.12防爆抽出式轴流风机，一台工作，一台备用。配套电机功率710KW，电压6200V。其额定风量为4500 -7500m3/min，当前排风量为6225 m3/min。六号矿新推出的AGF风机是根据目前矿山采煤头分布情况和未来矿山设计要求。南翼比北翼需要的风量少，通风隧道总长度和最大通风过程比北翼少，总气体排放量比北翼少。 ，通风阻力比北翼小，东风井安装电机功率和排风量较大的两台，小庄安装相应较小排风量的两台2.2.5.3 防风方法和设施通风系统的

36、防风装置采用机械换向方式进行换风。防风设施必须能够在 10 分钟内改变巷道内的气流方向。风向改变时，风机送风量不应小于正常送风量的40%；至少每季度检查一次防风设施，每年进行一次防风演习。2.2.6矿井风量、气压及等面积孔等面积孔隙的计算：1.191.19Q 单气井等面积孔计算R=1.191.19Q总 双井等面积孔计算 R total =地面漏风量 地面漏风量 100%主扇工作风量矿井有效风量率和外漏风率计算项目风量（米/秒）统计数据总进气量241.68矿山工程风量率：87.42%工作面风量96.63掌子面风量109.82小庄风轴排风量130.26小庄风井外观漏风率：1.86%东风井漏风率：1

37、.46%小庄风井总回风量127.83东风井排风量172.25东风井总回风量171.08由上表可知，矿井有效风量满足规定要求，外漏风率规定规定：装有风机的井口必须严密关闭，无起重设备时外漏风率不能超过5%。 ，有起重装置时不能超过15%。六矿外漏风率符合要求。矿井等面积孔计算矿井通风难度等级表矿井通风难度矿井总风阻等距孔 A简单的小于 0.355大于 2中等的0.3551.4212困难大于 1.42小于 11.南一系统等距孔：A=1.19Q/1508.62-1.19*127.83/1508.62 =2.97 m2矿井通风难度分为三级，见上表，南一通风系统大于2级，便于通风。2.北一系统等面积孔：

38、A=1.19Q/2236.96-1.19*171.08/2236.96=4.07 m2矿井通风难度分为三级，见上表，南一通风系统大于2级，便于通风。3、全矿等面积孔隙：A=1.19=1.19(127.83+171.08)3/2/(1508.62*127.83+2236.96*171.08)1/2 =6.81 m2整个矿井等轴测孔 A= 6.81 m2，表明矿井通风困难处于容易状态。综上所述：矿井等容孔大于2，通风容易。通风管理基本到位，主要道路维护良好。地下通风结构的建设和管理符合质量标准化要求，并应注意日常维护保养。南一汇丰上坡中段存在瓶颈，应扩大路段进一步完善系统。从现场的实际情况可以看出

39、，进、回风系统的路线较长。以后要注意路面的养护，清理杂物，保证通风畅通。2.2.7电阻测量结果分析（测量数据略）(1) 南一测得的矿井通风总阻力：h电阻=hAB(Pa)=1508.62(Pa)该矿为抽采式通风矿。根据矿井通风阻力与风机装置压力的关系，由风机房水柱计读数计算得到的矿井通风阻力h阻力j为：h电阻j=Hs-hvHN=2270-810.85+113.36=1572.51(Pa)被测电阻的相对误差：h=hresistancej hresistance /hresistancej*100%=1572.51-1508.26/1572.51=4.06%在哪里：HsU型风机房水柱抄表，PaH v

40、风洞内传感压力管截面上的速度压力，PaHN自然风压，Pa矿井通风阻力测量精度小于5%。该电阻测量满足精度要求，可用于通风系统分析。（2）北一测得的矿井通风总阻力：h电阻=hAB(Pa)=2236.96(Pa)该矿为抽采式通风矿。根据矿井通风阻力与风机装置压力的关系，由风机房水柱计读数计算得到的矿井通风阻力h阻力j为：h电阻j=Hs-hvHN=2475-351.68+213.01=2336.33(Pa)被测电阻的相对误差：h=hresistancej hresistance /hresistancej*100%=2336.33-2236.96/2336.33=4.25%在哪里：HsU型风机房水柱

41、抄表，PaH v风洞内传感压力管截面上的速度压力，PaHN自然风压，Pa矿井通风阻力测量精度小于5%。该电阻测量满足精度要求，可用于通风系统分析。矿井三段通风阻力分布如下表所示。从表中可以看出，一般情况下，进气系统的巷道断面较大，维护良好，阻力小。受生产影响，回风系统路线较长，风量集中或因维修等原因，风系统阻力过大。从100米的阻力可以看出，南一的进气系统阻力比较小，符合实际情况。南一通风系统第三阶段阻力分布系统长度（仪表）反抗(帕)总阻力百分比（）100m 阻力(帕)进气系统2714701.5246.525.85生产系统524200.5413.2938.27回风系统1686606.5640.

42、2135.98全部的49241508.62北一通风系统三阶段阻力分布系统长度（仪表）反抗(帕)总阻力百分比（）100m 阻力(帕)进气系统38571384.6161.935.9生产系统638253.3911.3339.72回风系统1513598.9626.7839.59全部的2236.962.2.8.保证矿井通风系统风量稳定的措施：1、主风机要保证连续正常的送风，机电组要加强对风机房设备的维护和检修，确保风机连续运行，做好记录，保证送风。2、为保证通风断面，采煤组和准备组要加强对工作面和下槽的检查和维护。重点加强工作面顶部附近及下角前支护的管理，确保巷道通畅，通风断面不低于设计断面的80%，巷

43、道材料整齐堆放以免影响行人和通风。3、为减少工作面漏风，采时直接影响工作面风量的通风设施上槽风门，应每天检查维护，确保风门能够正常工作。会自动关闭。并保证两个风门不同时开启，以减少风门的漏风，保证工作面风量稳定。4、加强风门管理。通风区负责风门的日常管理。用户单位采用四个班组实施风门专人挂牌守卫制度。发现通风设施损坏、工作面风量异常、通风系统不稳定等情况，应立即报告，并及时采取措施处理。5、建立测风制度，测风人员必须每十天进行一次测风，确保风量设备符合要求。根据工作面和时间的实际需要测量风速。6、通风安全检测仪器应齐全。仪器必须由国家授权的安全仪器计量单位定期检查。工作面必须按规定在工作面前、

44、回风中和上角处安装气体监测和报警断电装置。7、在通风区域内，每周检查一次地下通风设施，发现问题及时处理。8、车道维修队和通风区每周联合检查地下进、回风车道一次。如果发现回风受到屋顶塌陷、过道、车道变形等影响，应立即通知车道维修队进行处理。第三章矿井防火3.1 概述矿井火灾可分为火灾引起的火灾和外因引起的火灾两种。火灾主要是由于煤层有自燃倾向，是煤层在一定条件下自燃引起的；外火主要是外火源，引燃如煤尘、坑木、电缆、瓦斯、煤层等。可燃火。地质报告显示，该井煤层易发生自燃，矿井防火灭火主要以火灾为主。3.2.工作面防火措施1、工作面防火设计：1、在工作面上沿凹槽铺设2条注浆管道，必须交替进行埋管注浆

45、，20m各留1个注浆口。2、工作面灌浆，每班至少灌浆两小班；开采期间如发现自燃、自燃隐患，应进行24小时灌浆，并在灌浆中加入工业盐或粘稠剂。对于间歇性灌浆，必须保证灌浆水的供应。3、钻井队负责在采空区埋管，施工单位配合。埋管时，钻井队干部和施工单位干部必须在现场。4、工作面注浆方法如下：在上角处进行埋管注浆，浆液水土比不超过5：1。同时将灭火剂氯化镁等阻聚剂渗入浆液中；埋管长度不得小于该长度15m。2、防火及消防安全技术措施：1、加强防火、防火检查，加强通风区工作面的防火、防火检查。瓦斯检查员每班应仔细检查工作面凹槽和上角的温度和CO情况，发现问题及时报告。2.加强对自燃和点火的预测和预测。通

46、风区消防队每周对工作面、上角、上槽和采空区排水管进行一次取样分析。如果发现有毒有害气体或温度异常变化，请采取相应措施。3、合理调整工作面风量，减少工作面泄漏。4、加强区域通风设施的维护保养，确保工作面通风系统的稳定。5、加强煤炭回收，提高回收率，最大限度减少采空区煤炭损失。6、为保持合理的推进速度，工作面的月推进率不得低于25m。工作面结束1个月后，生产部必须撤出所有设备并永久关闭30天。7、加强注浆管道的检查和维护，发现损坏要立即修复。8、工作面水管必须正常使用，工作面不得无水生产。9、加强灌浆管理，工作面必须按规定灌浆，不得随意停灌。10、工作面或回风流中出现一氧化碳时，应及时报告通讯与预

47、防部门，报告总机，查明原因，采取措施时间;当浓度达到0.0024%时，瓦斯检查员、安全检查员负责立即将所有人员撤离工作面和回风，并向通风区、矿山调度等有关部门报告。11、工作面突然出现明火或冒烟时，施工单位的值班人员和安检人员应当场确定情况。当巷道风流中一氧化碳浓度小于0.0024%时，应采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，迅速报告。在矿山调度室，矿山调度员接到井下报告后，会立即通知相关人员到场实施灭火措施。若超过0.0024%，立即组织人员按避灾路线撤退。避灾路线如下：一旦发生火灾事故，所有受威胁人员应立即穿上自救设备，原则上逆风顺行，迎新风撤退。3.3.采矿措施工作面采用回采，减少采空区

48、漏风；生产过程中，尽量提高采收率，采完后立即关闭工作面；煤层巷道应采用不燃材料支护。第四章矿山安全监测与监测4.1 安全监控监控系统的重要性目前，火灾、瓦斯、粉尘爆炸、洪水等矿山灾害对矿山安全造成了非常严重的威胁，给安全生产和人民生命财产造成了巨大损失。随着科学技术的发展和生产的实际需要，矿山生产对安全提出了更新更高的要求。对于煤炭企业来说，要解决煤矿生产过程中的安全问题，充分掌握井下各项安全参数。为防止各种危险事故的发生，要掌握矿山生产状况，依靠科学信息指导生产，进行决策管理，实现科学的安全生产管理。矿山安全监测监控系统是实现上述目标的重要手段之一。它可以使矿山管理人员及时、准确、全面地掌握

49、和了解安全生产的综合情况，从而对灾情进行早期预测，并自动进行处置。避免事故。保障人身安全和矿山安全生产。4.2 安全监测、监测和传输设备选型4.2.1监测监测能力确定自动检测气体浓度，超限报警并断电，可实现气体电锁。 在停电区域实施供电监控。监控主风扇和局部风扇的停机状态。在矿山回风巷和主平巷道测风站进行风速监测，在主风机巷道监测风速和负压。主风门状态监测。 瓦斯抽放监测系统实施联网监测运行。4.2.2矿山监控系统的选择与确定4.2.2. 1 监控设备的选择原则在监控系统的选型上，设计重点考虑设备必须满足煤矿井下环境的运行条件，并具有防爆、防潮能力。以保证设备本身的安全可靠运行。经过多年的技术

50、发展，煤矿安全监测监控系统技术已经比较成熟。部分基础设施达到国际先进水平。我们在系统和设备的选择上充分尊重建设单位的意见，选用技术先进、实践证明有效的监控设备。结合矿山建设规模，设计选用了KJF2000煤矿安全监测仪。监控系统。4.2.2. 2 主监测站及各分站主要设备功能、型号及数量主机：KJF-2000型，2台；变电站：KJFT-1综合变电站、KJFT-2基础变电站、KJFS-3单/双点断电仪；系统采用多CPU、高智能化KJFT-1型通用分站，本身具有显示功能，可连接和远程设置各种开关和模拟传感器。用于采集和显示井下各种环境参数、生产状态、机电设备运行状态，并将采集到的数据和监测到的运行状

51、态致至地面中心站。同时接收地面中心站下达的各种控制指令，对井下的机电设备进行控制。4.2.3传输设备及设备选型井上监控终端的数据通讯接口装置设置有电阻保护安全栅，具有非本安和本安电路的安全隔离功能。输电线路选用符合煤矿井下环境的信号电缆，构成全矿监控系统的传输网络。4.3 监控设备各类传感器布局4.3.1传感器布置采煤工作面传感器布置：在距工作面煤壁距离不超过回风巷道设置传感器。10m在距离回风石闸门10的路段的回风水平道路上设置传感器。-15m在小于工作面煤壁的巷道中设置传感器。5m在距回风旁路（回风路）10 处的开挖巷道中设置一个传感器。-15m 总回风巷传感器布置：各层、各机翼总回风巷测

52、风站和主风机风道各安装一个传感器。4.3.2进料传感器和其他布置每个开关的次级侧电缆上都提供了一个馈电传感器，该传感器会因气体浓度超过限值而断电。中心站布置在一个面积为15平方米的房间内，与井口地面调度室用透明玻璃隔开-20m2避雷器位于副斜井井口。在矿区下船场、矿区绞车房、与矿区工作面和开挖工作面相连的卸料路石门设置分站进行配电。变电站所在巷道应无积水、无溅水、稳定的围岩和良好的支护。4.4 矿山安全监控系统运行可靠性分析该矿选用的KJF2000矿井安全生产监控系统是采用计算机对煤矿安全生产信息进行集中监控管理的综合系统。本系统属于分布式总线型树形网络结构。分站采用工控机技术，具有数据采集和控制功能，符合本质安全防爆标准，适用于地下气体和粉尘环境。变电站可以连接各种开关和模拟传感器。该电路特别注重抗干扰能力，能在恶劣环境下可靠工作。具有独立采集数据、处理和链接相应设备实现自动化控制的功能。变电站的相对独立性大大提高了监控系统的可靠性。监控监控系统在地面中心站配备2台主机，互为备用。监控系统的电源根据二次负载进行设计，配置