煤矿安全毕业设计-经典

③端头支护工作面端头采用单体支柱配∏型钢支护，单体液压支柱选用端头支架，要求与基本架配套，初选SZG6000-19/35型，支护高度3.15～2.35m，额定工作阻力为250kN，4.0m∏型钢。3、工作面回采方向与超前关系（1）工作面回采方向回采工作面采用后退式开采。（2）超前关系一水平为单一煤层开采，不存在压茬关系。4、工作面参数的确定（1）工作面长度工作面长度与地质因素和机械设备能力、顶板管理等技术因素关系密切，直接影响生产效益。加大工作面长度，不仅可以减少工作面的准备工程量，提高回采率，而且还相对减少了端头进刀等辅助作业时间，保证工作面高产高效。而增加工作面推进方向长度，可以减少搬家倒面次数，为工作面连续稳产、高产创造条件。根据本矿实际情况，结合当地生产实践经验，以及本矿井生产能力，设计确定工作面长度为120m。（2）工作面采高根据钻孔资料6－2煤平均厚度4m，确定6－2煤平均采高4m。（3）工作面推进长度6－2煤首采工作面推进长度为550m。（4）工作面生产能力①工作面年推进度工作面制度为“四六”制，三班采煤，一班检修。循环进度为0.80m，日循环个数为5个，循环率0.80。则工作面年推进度为1056m。②工作面年产量工作面产量：式(1.2)式中：Q——回采工作面年产量，Mt/a；M——煤层平均可采厚度；γ——煤的容重，t/m3；L1——回采工作面长度，m；L2——工作面年推进度，m；C——工作面回采率，0.93。所以：根据回采工作面推进度及其它巷道准备量计算，掘进出煤约为回采出煤的6%。则矿井年产量为：式（1.3）5、回采工作面数目矿井移交生产时，移交6-2煤的一盘区，一个综采工作面和两个掘进工作面即可保证全矿井产量。6、盘区及工作面回采率盘区回采率为75%，工作面回采率93%。（八）盘区运输、通风及排水1、盘区运输（1）煤的运输运输系统为：6-2煤工作面煤炭经刮板输送机→转载机→顺槽胶带输送机→6-2煤盘区巷胶带输送机→6-2煤运输大巷胶带机→主斜井胶带输送机→地面转载点。（2）矸石运输本矿井井下巷道均沿煤层布置，6-2煤层平均厚度为4m，可能出矸的地点为大巷立体交叉处及部分巷道破顶处等，井下矸石量较小，由防爆无轮胶轮车直接接至地面。（3）人员、材料及设备运输去工作面的人员、材料及设备，在地面经防爆无轨胶轮车，由副斜井→6-2煤辅运大巷→6-2煤盘区辅运巷→工作面辅运顺槽→工作面。2、盘区通风新鲜风流由副斜井（主斜井）→6-2煤辅运大巷（运输大巷）→6-2煤盘区辅运巷（盘区运输巷）→工作面辅运顺槽（胶运顺槽）→综采工作面，乏风由工作面回风顺槽→6-2煤盘区回风巷→回风大巷→回风立井→风硐排出地面。3、盘区排水本井田煤层自西南倾斜，煤层倾角一般为1°左右，首采一盘区位于井田东部，顺槽沿煤层倾向布置，顺槽及工作面积水通过小水泵排至大巷水沟，大巷沿煤层倾向布置，掘进时设自然流水坡度，积水尽量自流，排入井底水仓，局部积水配置了小水泵，大巷设水窝。（九）掘进工作面个数、组数、掘进机械配备本矿井投产时装备一个综采工作面，工作面年推进度1056m，为保证工作面正常接续，年需掘进工作面巷道及开切眼1200m左右，另外需掘煤层大巷3×150m，包括其他零星巷道工程，矿井年掘进总工程量约为1650m左右。据此经综合分析比较，设计配备两个综合机械化掘进组，掘进顺槽切眼以及大巷等。采掘比为1：2。1、大巷综掘工作面大巷掘进面采用综掘方式，综掘机掘进，转载机转载，带式输送机运输，锚杆支护。综掘工作面主要配备：EBZ135型综掘机，ES-650型转载机，DSJ65/20/2×40型可伸缩胶带输送机，FBD№5.6/2×11型局部通风机，MYT-120C型液压锚杆钻机，TXU-150型探水钻、PZ-5型混凝土喷射机，JS-500型混凝土搅拌机，FS-1型混凝土喷射机机械手等。2、顺槽综掘工作面顺槽掘进面采用综掘方式，综掘机掘进，转载机转载，带式输送机运输，锚杆支护。顺槽综掘工作面主要配备：EBH132型综掘机，ES-650型转载机，DSJ65/20/2×40型可伸缩胶带输送机，FBDNo5.6/2×11型局部通风机，MYT-120C型液压锚杆钻机，TXU-150型探水钻等。（十）移交生产时的井巷工程量矿井移交生产时，移交6-2煤一个综采工作面，矿井达到设计产量时，井巷工程总量为6037m，掘进总体积为61282.62m3。1.3.3提升、排水及压缩空气设备（一）提升设备1、主提升设备主斜井采用胶带输送机提升，选用DTⅡ型胶带输送机。选择胶带输送机带宽B＝1000mm，带速为V＝2m/s。选配电机功率90kW。2、辅助提升设备本矿井副斜井采用防爆无轨胶轮车运输。3、矿井主排水设备矿井正常涌水量15m3/h，最大涌水量20m3/h，本设计确定排水管路为两趟，沿主井井筒一侧敷设两趟排水管路,将水排至地面沉淀池接地面排水管网。（二）压缩空气设备设计在地面设空压机站，选用SA-75A型空压机2台，排气量14.1m3/min，排气压力0.75MPa，功率75kW，电压380V。正常情况1台工作，1台备用。电控设备：由于每台空压机自带电控柜，所以在配电室选用2台GGD2-380V配电柜，分别向2台空压机配出。该空压机具有智能控制及保护功能，可实现自动联锁控制。2台空压机设一个2m3/min的立式储气罐。由出气口沿副井井筒送到井下大巷掘进,选用DN150mm，压力为0.75MPa的无缝钢管。1.3.4井上、下主要运输设备（一）地面主要运输设备地面主要靠汽车将煤炭外销。（二）井下主运输方式及设备井下主运输方式采用胶带输送机。运输系统为：工作面刮板输送机→顺槽转载机、破碎机→顺槽可伸缩胶带输送机→6-2煤盘区运输巷胶带输送机→6-2煤运输大巷胶带输送机→主斜井胶带输送机→地面转载点。6-2煤盘区设一部可伸缩胶带输送机：DSJ100/63/160，带宽1000mm，选配电机功率160kW，运量为450t/h。6-2煤运输大巷固定胶带输送机(与盘区巷胶带机相接)：DTL100/63/110，带宽1000mm，选配电机功率110kW，运量为450t/h。（三）井下辅助运输方式及设备辅助运输采用防爆无轨胶轮车，选用3台WCQ-3B型3t防爆无轨胶轮车，可满足矿井辅助运输要求。1.3.5地面生产系统（一）煤质分析及产品加工据纳林庙石湾子三井提供的原煤煤样分析结果：分析基水分（Mad）8.18%；应用基灰分（Aar）5.25%；可燃基挥发分（Vdaf）34.13%；应用基全硫（St,ar）0.13%；收到基低位发热量(Qnet,ar)24.89MJ/kg。本区6-2煤层为低灰分(LA)，特低硫(SLS)，特高热值煤(SHQ)。本区原煤为低磷分（Lp）、一级含砷（IAS）煤。6-2号煤层原煤微量元素锗（Gead）、镓(Gaad)、钒(Vad)含量均未达到工业利用品位。区内可采煤层的粘结指数均为零，透光率大于50%，挥发分小于37%，以此确定6-2号煤层为不粘煤（BN31）。（二）原煤加工工艺依据设计委托要求，本矿最终煤炭产品为两种粒度级筛选煤，质量要求：粒度为300-50mm，灰份小于10.0%，水份小于15.0%的筛选粒级煤；粒度为50mm，灰份小于8.5%及10.0%、水份小于15.0%的筛混煤。依据筛分资料各粒度级灰份、预计原煤水份经分析计算，本矿只需对原煤进行筛选即可满足委托用户对产品的质量要求。6-2号煤层为低灰分、特低硫、低磷、高热值煤，是良好的动力用煤及民用燃料，适用于各种工业锅炉、火力发电等，亦可在建材工业中做焙烧材料。煤粉加粘结剂可制作煤砖、煤球、蜂窝煤等。区内煤气化性能好，煤对CO2反映性能高，热稳定性好，可作为气化用煤。区内煤属富油煤，也可作为低温干馏原料。（三）主井地面生产系统井下生产的原煤由主井提升胶带输送机提升至井口经转载后进入筛分车间，筛分后的产品煤分别通过块煤胶带输送机、混末煤胶带输送机上产品仓经配煤刮板机配仓储存。本设计同时考虑了原煤入仓储存的通道，当市场需要原煤时，井下生产的原煤不进行筛分，直接入仓储存。设计确定本矿产品储存方式为地塔式楔形储存。按规范要求并结合本矿产品品种设3个地塔式楔形，其中2个储存混末煤，1个储存块煤，也可以3个圆筒仓同时储存原煤。储煤量约为9000t。圆筒仓下设有装车通道由设在仓口的给煤机直接装汽车外运，装车方便快捷。产品销售由电子汽车地中衡计量，电子汽车地中衡安装在产品仓下的行车通道，计量方便准确。（四）副井地面生产系统本矿井副井系统采用防爆型无轨胶轮车运输，副井辅助运输采用防爆型无轨胶轮车，材料下井、坑木、人员提升、矸石提升以及设备维修，零部件更换等提升任务由无轨胶轮车完成。（五）排矸系统井下矸石由防爆型无轨胶轮车提到地面，拉到低洼沟谷内排弃。排弃的矸石先掩埋后复土种草造林。（六）辅助设施本矿生产辅助设施按设计委托设置，其面积及设备均结合本矿实际情况按规范选取，本矿设坑木房、油脂库、综合材料备件库、消防材料库等设施。本矿不设机修车间、煤样室、化验室。机械设备的小修保养、煤质化验依托本公司所属的距离本矿约4.5km的荣达煤矿，设备大中修均外委。1.3.6供电与通讯一、供电（一）供电电源、电压本矿井西北约5km处正在建设乌日图高勒110kV变电站。乌日图高勒110kV变电站主变容量2×63000kVA，电压等级110kV、35kV、10kV。本矿井双回路电源引自乌日图高勒110kV变电站10kV侧不同母线段。现矿井双回电源已形成，导线为LGJ-120mm2。根据负荷统计改扩建后矿井最大计算负荷约为2819.1kW，按LGJ-120mm2线路电压损失计算，10kV供电线路截面选择10kV线路LGJ-240mm2；测算电压损失降为4.5%，小于5%，符合规程规范要求。因此需更换原有10kVLGJ-120mm2线路为10kVLGJ-240mm2线路。施工电源利用现有10kV电源线路，可满足矿井施工用电需要。（二）电力负荷1、全矿安装用电设备110台；2、全矿工作用电设备88台；3、全矿安装用电设备容量4552.3kW；4、全矿工作用电设备容量4229.5kW；5、最大有功功率2819.1kW；6、最大无功功率2770.8kW；7、视在功率3952.8kVA；8、自然功率因数0.71；9、380V电容补偿240kVar；10、10kV集中电容补偿1600kVar；11、补偿后无功功率930.8kVar；12、补偿后视在功率2968.8kVA；13、补偿后功率因数0.95；14、吨煤电耗23kW.h/t。（三）送变电10kV变电所位置考虑到电源进线，10kV及380V配出线路进出线方便和尽可能接近负荷中心以及位于污染源上风侧等因素进行布置，具体位置详见矿井总平面布置图。10kV变电所设高压配电室、低压配电室、主控室。1、10kV变电所电气主结线10kV侧采用单母线分段接线方式，10kV进线断路器一台闭合，一台带电备用。2、10kV配电室10kV配电选用KYN28A-12（Z）成套高压开关柜19台，开关柜采用VB2-12/1250-25真空断路器，直流操作，采用CT17弹簧储能操作机构。电动分合闸。3、变压器及低压配电室选用KBSG7-500/10，500kVA，10/0.69kV变压器两台，供地面380V设备及照明用电，变压器室内安装，中性点直接接地。低压配电选用CCS-380成套低压配电柜7台，低压室与主控室合建。4、电容补偿380V设电容补偿装置，补偿容量240kvar。10kV侧设集中电容补偿，选用集合式电容器补偿装置两套，室外安装。两台电容器补偿装置容量1600kvar。5、控制及保护控制、测量保护选用JSY-2000计算机综合保护系统。10kV开关柜每台设一套前置智能单元，可就地操作，独立实现保护，监控及测量功能。同时具有标准RS485计算机接口，与控制室联网，实现集中控制。在主控室设计算机后台系统，通过计算机RS485标准接口，与各测控单元联接。实现电站的自动化管理。另外，通过通讯接口与矿局域网联网，在调度中心对电站的运行情况可实时监控。计算机保护内容：测量、控制、保护在主控室集中组屏、集中布置。（1）10kV线路装设微机线路保护监控装置,具有电流速断保护、过流保护、小电流接地保护；（2）10kV电容器选用微机综合自动化保护装置，具有10kV过流保护、零压保护过压及失压保护。（3）全所设免维护铅酸蓄电池，容量为65AH，电压220V。供操作、监控、微机保护、自动装置及事故照明等用电。设置微机高频开关电源直流充电装置，作冲电和浮充电用，铅酸蓄电池按浮充电方式运行。同时设置直流接地选线装置、五档调压的负载箱。直流系统采用单母线分段接线。6、直流系统本站选用65Ah、220V直流电源一套作为全站控制、合闸、保护等直流电源及事故照明电源。（四）地面供配电地面采用10kV、380/220V两种电压等级。1、10kV配电10kV供井下两回，选用MYJV22-10kV，3×185mm2电缆，由主井井筒引至井下中央变电所。风井距主井工业场地约1600m，由10kV变电所引两回10kV电缆至风机房，电缆选用YJV22-10000，3×35mm2，在风机房附近设S9-250/10/0.4，250kVA，10/0.4kV变压器两台，供风机用电。2、380/220V配电机修车间，锅炉房等车间配电回路各一回，380V供电，均采用电缆出线。电缆敷设采用电缆沿电缆沟敷设方式。日用消防泵房、地面生产系统、主井胶带机头房、压风机房均采用电缆380V/220V双回路供电。3、工业场地及建筑物照明工业场地及行政区道路照明均采用高压钠灯照明，装车场地、煤场及分散建筑物设置投光灯，工业建筑物内采用节能型灯具照明。4、线路敷设及接地厂区内所有配出线路均采用电缆线路配出，敷设方式采用电缆沟或直埋敷设方式；厂房内电缆采用电缆支架或桥架敷设。各用电设备均设保护接地，带电设备外壳、电缆铠装外皮应与接地装置做可靠的电气连接，照明线路入户时做重复接地，接地电阻不大于2Ω。（五）井下供配电1、井下中央变电所在井下水泵房附近设中央变电所，10kV侧采用单母线分段接线方式，选用GCKY-1矿用一般型高压开关柜15台，向综采工作面移动变电站馈电；中央变电所选用KBSG7-500/10，500kVA、10/0.69kV变压器两台，供主排水泵，大巷照明、车场设备用电。660V侧设GKY-11矿用一般型低压开关柜并在低压侧双回路联络。在低压总馈电开关上装JY-82检漏继电器。在井下主副水仓各设一处主接地极，在巷道排水沟内设局部接地极，并用扁钢连接形成接地网。高低压配电设备，变压器外壳通过接地干线与接地极连接。用电设备外壳通过电缆芯线与接地网连接，接地电阻不大于2Ω。2、采区供配电下井电缆两回，由主井入井，沿主井井筒敷设。中央变电所设在运输大巷北侧，与辅运大巷之间的联络巷内。在综采工作面设2台KBSGZY-T-1000/10/1.2移动变电站，设1台KBSGZY-T-800/10/1.2移动变电站及1台KBSGZY-T-500/10/0.69移动变电站供综采工作面设备用电。其中1台KBSGZY-T-1000/10/1.2移动变电站通过磁力启动器向采煤机配电，另1台KBSGZY-T-1000/10/1.2移动变电站通过组合开关向刮板输送机、转载机、破碎机配电，用电电压采用1140V。KBSGZY-T-800/10/1.2移动变电站通过组合开关向乳化液泵站及喷雾泵站配电，用电电压采用1140V。KBSGZY-T-500/10/0.69移动变电站通过磁力启动器向综采工作面顺槽胶带机、制氮机、回柱绞车、小水泵及阻化剂喷射泵等设备配电，用电电压采用660V。移动变电站进线电缆分别选用ZR-UYPJ-10kV3×70+1×50/3+JS及ZR-UYPJ-10kV3×35+1×16/3+JS双屏蔽移变专用电缆。在顺槽掘进工作面及大巷掘进工作面均选用KBSGZY-T-500/10/0.69移动变电站，供掘进工作面用电，移动变电站进线电缆分别选用ZR-UYPJ-10kV3×35+1×16/3+JS双屏蔽移变专用电缆。各配电点选用隔爆型磁力启动器。煤电钻用电选用ZBM-4.0/660/127煤电钻综合保护装置。各掘进工作面均设FDWB-400/660型风电闭锁装置。3、电缆选型各移动变电站进线电缆选用ZR-MYPTJ-10kV双屏蔽移变专用电缆。配电点选用隔爆型磁力启动器，电缆选用MYP-1000带煤安标志的电缆。煤电钻用电选用ZBM-4.0/660/127煤电钻综合保护装置。各掘进工作面均设FDWB-400/660型风电闭锁装置。井下中央水仓设主接地极。各移动变电站，各配电点及各电缆连接处设辅助接地极；由电缆中性线，电缆外皮铠装钢带组成井下接地网，接地电阻不大于2Ω。每一移动和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1Ω。井筒照明、大巷照明电源由中央变电所供给。采、掘工作面由各分区供给。照明灯具采用隔爆荧光灯。二、通信（1）行政通讯由于目前该地区有线、无线、通信网络已经覆盖，矿井行政通信由当地电信部门解决。（2）调度通讯本矿设独立的调度通讯系统，调度总机选用KTJ4H—60型交换总机，设在办公楼内，分机分设于各行政管理、生产管理和矿井各主要生产环节。井下分机分别设在井下中央变电所、水泵房、井底车场及各采掘工作面。入井电缆选用两条PUYV39-1×4×7/0.52型电缆，分别由主副井筒引入，在井底车场汇接，经分线盒引至井下主要机电硐室和各采掘工作面。井下调度电话选用本质安全型电话。工业场地通信线路均采用电缆线路，电缆直埋或沿电缆沟敷设。在井下主要水泵房、井下中央变电所、矿井地面变电所和地面通风机房分别设直通电话一部可实现与矿调度室直接联络。矿井主变电所至上一级变电所应设有专用的电力载波电话。矿山救护队必须设有与调度室直接的电话，并应配有地面无线对讲系统。综采工作面选用的KGJ-C监控系统具有控制、信号及专线通讯功能，实现采掘工作面的直接通信联络。1.3.7给水、排水、采暖通风及供热（一）矿井水源及用水量本矿井生活用水由科源水务公司伙房塔水源地供给。矿井正常涌水量为15m3/h，最大涌水量为20m3/h，为了合理利用水资源，节约开发投资，本设计确定采用经净化处理后的井下水作为矿井生产、井下洒水、井下消防及室外消防用水水源。矿井工业场地生活用水量为206.9m3/d，生产用水量为285.2m3/d，室外消防用水以30L/s计，消防水幕用水量14L/s计，同一时间内火灾次数为一次，火灾延续时间为3小时。室内消防用水量10L/s计，同一时间火灾的次数为一次，火灾延续时间为3小时。井下消防用水量7.5L/s计，同一时间火灾的次数为一次，火灾延续时间为6小时。（二）给水系统1、输水系统本矿生活用水已由科源水务公司伙房塔水源地供至本矿风井工业场地的蓄水池。蓄水池标高为1268.6m，高位水池标高为1255.39m，工业场地标高为1240.0m。本设计工业场地生活用水由风井接管，经风井沿井下运输大巷铺设，从主井井筒输至地面工业场地的高位水池。2、配水系统矿井工业场地现没有完善的配水系统，本设计采用生活用水，生产、消防合一的配水管网，生产及消防用水配水管管材为焊接钢管，丝接。尽可能沿地沟敷设，不能沿地沟敷设的埋地敷设，埋地深度为1.8m。生活用水配水管材为：井下输水管材为矿用钢塑复合钢管，管径为DN150；井筒以外输水管材为硬聚氯乙烯给水管，管径为DN100，埋地敷设，埋地深度1.8m。工业场地生活给水系统如下：蓄水池→风井→井下运输大巷→主井井筒→高位水池→各生活、消防用水点。生产及消防给水系统如下：井下涌水→旋流沉砂器→调节池→提升泵→净化车间→生产水池→用于室外消防、井下洒水、井下消防及其它生产用水。工业场地室外消防给水采用临时高压给水系统，环状布置，室外消火栓采用SX100-1.0型地下消火栓，消火栓的布置间距为90～120m。矿井工业场地内设置一座200m3的高位水池（已有），用于调节日用水量。一座400m3的生产消防水池，用于调节生产用水、井下洒水和贮存井下及室外消防用水。风井工业场地设一座300m3的蓄水池（已有），用于调节生活用水。（三）排水系统工业场地的办公排放的粪便污水，经化粪池简单处理，食堂排水经隔油池隔油，锅炉排污经降温地降温后，汇集其它建筑的污废水，由室外排水管网排入污水处理站，经中水设备处理后绿化或地面洒水。参考已建成矿井的实际情况，工业场地的污水水质初步预计为：COD=80～400mg/L，BOD5=60～150mg/L，SS=120～200mg/L，污水排放按中水标准。即COD≤50mg/L，BOD5≤10mg/L，SS≤10mg/L，PH=6.5～9。依据中水水质标准确定污水处理工艺流程：工业场地污水→污水调节池→中水处理设备→复用水池→复用泵→绿化、冲洗汽车用水等。中水处理站设在工业场地内，选用一套MBR-15型（处理量为15m3/h）的中水处理设备，整套设备埋地敷设。覆土厚度1000mm。室外排水总干管为DN300，排水管均为埋地敷设，最小埋设为1.5m，排水管材选用硬聚氯乙烯双壁波纹管，胶圈连接。（四）室内给排水凡有室内卫生设备或用水器具的建筑物均设有室内给水、排水系统。给水管管材选用给水用硬聚氯乙烯管。排水管管材选用排水硬聚氯乙烯管。（五）采暖、通风及供热1、采暖矿井工业场地的各工业建筑的采暖由工业场地的新建锅炉房供给，行政福利建筑物采暖由工业场地已有锅炉房供给。采暖热媒为热水，供、回水温度为95/70℃。2、通风矿井工业场地内建筑一般均采用自然通风方式，对于产生余热、余湿及大量粉尘的建筑采用局部机械通风方式。3、热水供应开水供应采用电热水器。4、井筒防冻为了防止井筒设施结冰和改善井下工作条件，对工业场地的主、副井进风采取加热措施，采用井筒混合方式，由工业场地的热风炉供给。工业场地井筒防冻的耗热量及空气加热室加热设备见表1.6、1.7。表1.6井筒防冻计算参数表进风井名称井筒进风量m3/s空气加热温度℃耗热量W主井1840682432副井2640985735计=SUM(ABOVE)1668167表1.7热风炉设备表名称规格单位数量备注副井热风炉MGRF90-AⅡ台1配冷风送风机4-68№.8D台1N=18.5kW配烟气引风机Y5-47№.5C台1N=7.5kW主井热风炉MGRF60-AⅡ台1配冷风鼓风机4-68№.8D台1N=18.5kW配烟气引风机Y5-47№.5C台1N=7.5kW（六）锅炉房设备虑管网热损失及锅炉排污，工业场地设计选用CLHG1.40(95～70℃)型热水锅炉1台。根据计算锅炉房内设备如下表1.8。锅炉上煤采用人工上煤，由储煤场由人工运至锅炉自带的上煤斗内，锅炉排渣由锅炉自带除渣机排至人工手推车外运出去。锅炉房最大小时燃煤量：0.32t，最大日燃煤量：6.4t。锅炉房最大小时排渣量：0.064t，最大日排渣量：1.28t。锅炉排烟采用PTL型湿式脱硫除尘器，作净化处理，烟囱采用设备自带钢制烟囱。锅炉补水采用自动软水器，结合强力增能器进行软化处理。表1.8工业场地锅炉房设备表名称规格单位数量备注采暖用热水锅炉CLHG1.40(95~70℃)台1∮2000*6000膨胀水箱2000kg台11450*1100*1250（配套）采暖循环泵SLSR80-160Q=50m3/hH=32mN=7.5kW台2一台备用强力增能器DN150一个，DN40一个个2回水自动启闭阀DN150一个个1第二章矿井通风2.1概况2.1.1瓦斯矿区无任何样品采集及试验，在普查区五个钻孔中采集了6-2号煤层瓦斯样，测定了6-2号煤层中瓦斯含量0.01ml/g·燃，自然瓦斯成分中，可燃气为0～5.02%，CO2为5.37～13.67%，N2为81.31～94.63%。瓦斯成分带为CO2～N2气带，属瓦斯风化带，所以6-2号煤层为低沼气煤层。根据内蒙古安科安全生产检测检验有限公司2007年8月提交的《鄂尔多斯市准格尔旗煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告书（2007年度）》，本矿井掘进工作面回风绝对瓦斯涌出量为0.0345m3/min，绝对二氧化碳相对涌出量为0.0689m3/min;矿井回风绝对瓦斯涌出量为0.2451m3/min,绝对二氧化碳涌出量0.4902m3/min。依据《煤矿安全规程》的有关规定，矿井瓦斯等级根据矿井相对瓦斯涌出量、矿井绝对瓦斯涌出量和瓦斯涌出形式划分为：1、低瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量小于或等于10m3/t且矿井绝对瓦斯涌出量小于或等于40m3/min；2、高瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量大于10m3/t或矿井绝对瓦斯涌出量大于40m3/min。根据以上规定，设计将该矿瓦斯等级定为：低瓦斯矿井。2.1.2煤的自燃6-2号煤层自燃倾向等级为易自燃（T1-3为15～21℃），着火温度小于305℃（T1），这也是区域煤层露头自燃和开采后煤堆积自燃的主要因素。根据内蒙古矿山安全与职业危害检测检验中心、内蒙古安科安全生产检测检验有限公司2006年11月《煤尘爆炸性、煤的自燃发倾向性检验报告》（6-2煤层），煤的自燃倾向性等级属容易自燃。2.1.3煤尘的爆炸危险性对普查区b15、b22和b26三个钻孔6-2煤层选样煤尘爆炸鉴定结果：火焰长度均大于400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为80%，其结论均为具有爆炸性。煤层挥发分是煤尘爆炸的重要影响因素，本区6-2号煤层挥发分较高，均在30%以上（挥发分含量大于10%的煤尘一般都具有爆炸危险性），所以6-2号煤层具有煤尘爆炸危险性。2.1.4地温本区内最大地温为14.7℃，最大地温梯度2.9℃/100m，平均地温梯度2.2℃/100m，属地温正常区域，井下采煤无地热危害。2.2矿井通风设计2.2.1通风方式及通风系统（一）煤层开采技术条件及矿井1、煤层开采技术条件6-2号煤稳定程度属较稳定类型的厚及中厚煤层（1.3~3.5m为中厚煤层，大于3.5m的为厚煤层。石湾子煤矿煤层厚度为4m），其顶、底板稳定。煤层瓦斯含量低，属低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，煤层易自燃，地温正常。构造中等，水文地质类型以裂隙充水为主，水文地质条件属简单类型。因此煤层开采技术条件较简单。2、矿井开拓方式矿井开拓方式为斜立井综合开拓。工业场地布置主、副斜井，回风立井布置在位于井田北部。（二）通风方式全矿井通风方式为机械抽出式通风，局部通风采用压入式通风。全矿井所需的风量由主、副斜井进风，由风井回风。（三）通风系统矿井通风系统为中央并列式，新鲜风流由副斜井（主斜井进少量风）进入，经辅助运输大巷（主运输大巷），工作面胶带运输顺槽清洗工作面，乏风从回采工作面经回风顺槽、回风大巷至回风立井排出地面。简易流程为：新鲜风由副斜井（主斜井）→辅运大巷（运输大巷）→工作面运输顺槽→工作面，乏风由工作面辅运顺槽→回风大巷→回风立井→立井排出地面。2.2.2风井的数量、位置、服务范围全矿井共有三个风井，两个进风斜井，一个回风立井。主、副斜井为进风井，回风立井为全矿井的总回风井，位于井田的北部边界。三个井筒服务于全矿井各煤层。2.2.3掘进通风及硐室通风本次设计井下共设2个掘进工作面。掘进工作面采用压入式通风，使用局扇将新鲜风流沿风筒压入掘进工作面，工作面污风沿巷道流出，后进入回风大巷中。井下掘进工作面顺槽采用单巷掘进，大巷也采用单巷掘进，通风设备采用FBD№5.6/11型局部通风机型轴流式局部扇风机，通风方式采用压入式，独立供风。掘进通风方式如图2.1所示：图2.1掘进通风方式（压入式）示意图掘进工作面在使用局部扇风机时，无论工作或交接班，都不准停风。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯浓度，在确认局部扇风机及其开关点附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可开动局部扇风机。井下主变电所、水泵房、消防材料库布置于进风风流中，采用串联通风。2.2.4矿井风量、风压及等积孔的计算一、矿井需风量的计算根据《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）规定，矿井总风量应按或采煤或掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的最大值选取。（一）按沼气或二氧化碳的涌出量计算对于低沼气矿井，矿井总风量可用下式计算：m3/min式（2.1）式中T——矿井平均日产量，t/d；Q——日产量中每一吨煤的供风标准,取1m3/min；K——风量备用系数，取1.2。则：取整（二）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算1、掘进工作面需风量计算煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。①按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 式（2.2）式中——掘进工作面实际需风量，m3/min；QCH4——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；——掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。即掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常，机掘工作面取1.5~2.0；炮掘工作面取1.9~2.1。石湾子煤矿采用机掘。所以：m3/min②按局部通风机吸风量计算式（2.3）式中——掘进工作面局部通风机额定风量，m3/min；选用FBD№5.6/11型局部通风机，通风机的额定风量为200m3/min；Ι——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台；——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2~1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。所以m3/min③按风速进行验算根据《煤矿安全规程》规定，按采煤工作面最低风速0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算：煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：式（2.4）式中——掘进工作面巷道过风断面积，m2。满足风速要求。2、硐室需风量本矿井下没有独立通风的硐室。3、井下胶轮车供风量本矿井井下辅助运输为防爆无轨胶轮车，胶轮车供风量为5.4m3/min·kw。多台胶轮车供风量按叠加方法计算，第一台风量5.4m3/min·kw。第2台加75%计算，第3台加50%，第4台以后都按加50%计算，本矿井辅运大巷和辅运顺槽共有3台胶轮车同时工作，胶轮车功率为45kw。m3/min式（2.5）取整=550m3/min（4）其它巷道需风量计算因本设计简化了井底车场，因此矿井其它巷道所需供风量按矿井总风量的5%取值，则：式（2.6）（5）矿井采煤工作面计算回采工作面风量为式（2.7）式中——采煤工作面、备用工作面需风量之和，m3/min；——掘进工作面需风量之和，m3/min。二、矿井需风量的分配1、分配原则矿井总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量，所有巷道都应分配一定的风量。分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。2、分配方法首先按照采区布置图，对各采煤、掘进工作面、硐室、井底车场按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合《煤矿安全规程》对风速的要求。矿井各用风地点风量分配见表2.1。表2.1矿井各用风地点风量分配表序号用风地点配风量（m3/s）个数总风量（m3/s）1综采工作面281282掘进工作面9293胶轮车供风量9194其它地点供风（井底车场）2125合计37三、计算矿井通风总阻力1、矿井通风总阻力的计算原则（1）如果矿井服务年限不长（10~20年），选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务年限较长（30~50年），只计算头15~25年左右通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此，必须先绘出这两个时期的通风网路图。（2）通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定。（3）矿井通风总阻力不应超过2940Pa。（4）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算；扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。根据矿井开拓、开采及工作面接替情况，设计对矿井生产容易、困难时期两个时期的通风状态分别进行计算。矿井通风负压等于摩擦阻力与局部阻力之和，矿井通风摩擦阻力等于矿井通风线路中各井巷通风摩擦阻力之和。2、矿井负压的计算通风总阻力是指风流由地面沿任一风路流动，清洗工作面，经回风井回到地面途中所产生的摩擦阻力和局部阻力之总和。在进行通风总摩擦阻力计算时，只要选择其中一条阻力最大的连续风路，并沿着这条风路，从矿井进风口直到矿井排风口，分别计算各段井巷的摩擦阻力，然后叠加起来，即为通风总摩擦阻力。至于网路中其它一些风路（阻力较小者）则需要进行风量调节。（1）井巷的通风摩擦阻力计算公式为：式（2.8）式中：——井巷摩擦阻力（Pa）；α——井巷摩擦阻力系数（kg·s2∕m4）；L——巷道长度（m）；U——井巷断面净周长（m）；S——巷道断面积（m2）；Q——井巷通过的风量（m3∕s）。（2）局部阻力和摩擦阻力风流经过井巷的某些局部区段时，风流速度的大小和方向发生急剧变化，引起空气微团相互间的激烈冲击和附加摩擦，形成极为紊乱的涡流现象，从而造成风流能量的损失。这种能量损失称为局部损失。矿内产生局部阻力的地点有风硐、风桥、巷道拐弯与断面变化处、巷道分叉处、调节风窗、扇风机扩散器等。局部阻力可根据摩擦阻力进行估算。设计中局部阻力取摩擦阻力的15%折算计入总摩擦阻力。矿井通风容易、困难时期井巷摩擦阻力见表2.2、2.2。通风系统见附图2-1、图2-2。表2.2矿井通风容易时期井巷摩擦阻力计算表巷道名称支护形式主平硐砌碹0.0031821212.031741121440.540.99副平硐砌碹0.0031701212.031741256252.22.08主运大巷锚喷0.0151112151427441214413.130.86锚喷0.0158921514274415.423817.411.1辅运大巷锚喷0.0151163151217282562594.652.08锚喷0.0158531512172821.646751.871.8变电室锚喷0.01580151217281.72.890.030.14水泵房锚喷0.01580151217281.72.890.030.14运输顺槽锚喷0.0065581310.511582878429.472.67工作面液压支架0.031201717.553602878491.6回风顺槽锚喷0.0066301310.511582878433.272.67顺槽掘进面锚喷0.0063251310.511584.520.30.440.43回风大巷锚喷0.015120151427444.52锚喷0.015150151427444.52锚喷0.0152001514274437136922.452.64回风井砌碹0.00443117.073453713960.95.23摩擦阻力275.9局部阻力（按摩擦阻力的15%计算）41.4总阻力317.3表2.3矿井通风困难时期井巷摩擦阻力计算表巷道名称支护形式主平硐砌碹0.0031821212.031741121440.540.99副平硐砌碹0.0031701212.031741256252.22.08辅运大巷锚喷0.0151165151427442562559.71.79锚喷0.0156001514274421.646722.961.54锚喷0.015511514274421.64671.951.54主运大巷锚喷0.0151120151427441214413.220.86锚喷0.01523701514274415.423846.251.1回风顺槽锚喷0.0069651310.511582878450.962.67工作面液压支架0.031201717.553602878491.6运输顺槽锚喷0.00610301310.511582878454.392.71变电室锚喷0.01580151217281.72.890.030.14水泵房锚喷0.01580151217281.72.890.030.14掘进工作面锚喷0.0063101310.511584.520.30.061.93锚喷0.0063101310.511584.520.30.061.93回风大巷锚喷0.015120151427444.55锚喷0.015170151427449811.130.64锚喷0.015248015142744371369278.42.64回风井砌碹0.00443117.073453713690.95.23摩擦阻力541.9局部阻力（按摩擦阻力的15%计算）81.2总阻力623.13、矿井通风等积孔矿井通风等积孔按下式计算：式(2.9)式中：A——矿井通风等积孔，m2；Q——矿井风量，m3/s；h——矿井通风阻力，Pa。则：矿井通风等积孔容易时期等积孔：矿井通风等积孔困难时期等积孔：经计算，矿井通风等积孔容易时期为2.47m2，通风困难时期为1.76m2。从通风等积孔来看，矿井前期的通风难易程度为容易矿井，后期属于通风中等程度矿井。2.2.5通风设备及反风系统1、选择矿井通风设备的基本要求（1）矿井每个装备主要通风机的风井，均要在地面装设两套同等能力的通风设备，其中一套工作，一套备用，交替工作；（2）选择的通风设备应能满足第一开采水平各个时期的工况变化，并使通风设备长期高效运行；（3）通风机能力应留有一定的余量。轴流式通风机在最大设计负压和风量时，叶轮叶片的运转角度应比允许范围小5ْ；轴流式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。2、扇风机的选择选择扇风机必须首先知道矿井通风系统要求扇风机提供的风量和风压。（1）扇风机的计算风量：式(2.10)式中：Q1——风机的计算风量，m3/s；K——通风装置得漏风系数，取1.1；Q——矿井所需的总风量，37m3/s；则：（2）扇风机的风压：式(2.11)式中：H——矿井总阻力，容易时期为317.3Pa，困难时期为596.1Pa；hr——扇风机装置阻力，本矿风机取150Pa；h——消声装置阻力，80Pa。则：通风容易时期Hf1＝317.3+150+80＝547.3Pa。通风困难时期Hf2＝623.1.1+150+80＝853.1Pa（3）根据扇风机工况点的Hf和Q1，计算扇风机的功率Nf：式(2.12)式中：ηf—扇风机的效率，本矿井取0.8；则：通风容易时期需要的通风困难时期需要的根据计算的矿井通风容易时期通风机的、Hf1和困难时期通风机的、Hf2，在通风机的个体特性图表上选择合适的主要通风机。判别是否合适，要看上面两组数据所构成的两个时期的工作点，是否都在通风机个体特性曲线的合理工作范围内。经判断，应选用FBCZNO.18两台，n=980r/min,叶片数6片，扇风机配用电机YBFe315M-6。风机工况参数见表2.4，扇风机及电动机的技术参数见表2.5；风压曲线图如图2.2所示：表2.4风机工况参数表参数时期风量Q（m3/s）风压H（Pa）效率（%）轴功率（kW）前期40.7547.36028后期40.7853.17543.4表2.5扇风机及电动机技术参数表项目叶轮直径电机功率叶轮转数风量范围风压范围最高效率生产厂单位mkWr/minm3/sPa％运城风机厂参数1.86098030～55200～160085图2.2FBCZNO.18扇风机特性曲线3、电动机的选择：kW式(2.13)式中——电动机容量备用系数，=1.1~1.2； ——电动机效率，（大型电机取较高值）；——传动效率，电动机与通风机直联时；皮带传动时。所以，选用的电动机能够满足扇风机的要求。4、局扇的选择根据风量分配知，整个掘进工作面的总需风量为9m3/s。根据需要的风量，选用FBD№5.6/11局部扇风机能够满足要求，局扇配用电机YBF160M1-2。其技术参数如表2.6。表2.6局部扇风机技术参数项目单位参数电机功率KW11×2风量m3/min170-340全压Pa650～4300重量kg1340外形尺寸1260mm×586mm×860mm制造厂家北京煤研矿山设备厂5、通风机设置及要求本矿井采用机械抽出式通风，主通风机布置在地面风井工业广场内，回风立井出口处。设计要求对其它风井井口进行封闭，使外部漏风率小于5%。矿井主扇安装2台FBCZ-NO.18型抽出式防爆轴流扇风机(1台工作，1台备用)。能保证通风机连续运转，并且备用通风机能在10min内开启动。工业场地设置专用风机配电控制室。风机控制室内装设直通调度室的电话，在风机电控装置上设有各种保护，进线柜设置电流、电压、电度等计量表，并设有短路、低电压保护，在风机电机柜上安装电流表并设置短路，过负荷等保护。监测装置可监测两台风机的电压、电流、功率、风量、风速、负压、效率、振动等，能实时监控通风机的运行状况，以保证设备安全运行。通风机的运转设有专职司机负责。新风机投入使用前进行一次通风机性能测定和试运转工作，以后每5年至少进行一次通风机性能测定。主通风机设有空运转系统，以保证每5年一次的主扇性能测定工作正常进行。6、反风系统本设计选用的通风机为轴流式，采用倒转反风。通风机反风量不应小于正常风量的40%。反风时主扇为压入式通风，回风立井进风，主斜井、副斜井回风。在风机控制室内安装风机正反转起动柜，并挂反风操作系统图及操作规程。反风时操作风机换向柜使风机反转，能在10min内改变巷道中风流方向。为确保实现矿井反风，在井下设有反风设施，通过迅速调整预设的反风风门开关状态，可实现全矿井反风，并符合《煤矿安全规程》的规定。每季度至少要检查一次反风设施，每年应进行一次反风演习。矿井通风系统有较大变化时，应进行一次反风演习。2.2.6安全逃生及途径根据矿井开拓布置，设有四个安全出口即主井、副井及回风斜井。井下一旦发生事故（瓦斯爆炸、着火、突水、煤尘爆炸等），工作人员即可通过这三个出口撤出井下到达地面，而且在井下要明显标有撤离方向、路线，井下工作人员应非常熟悉井下的巷道布置，发生事故时应找到最近的安全出口，并避开灾区快速撤离。2.2.7通风系统抗灾能力分析1、矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施矿井采用机械抽出式通风方式，此通风方式使井下风流处于负压状态，风量大、漏风少，通风效率高，通风管理较简单。当主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高可减少采空区、煤壁等瓦斯涌出量，对安全十分有利，是国内外矿井最常用的一种方式。通风系统为中央并列式，该通风系统可保证井下各用风地点正常通风，其合理性分析如下：（1）井巷断面均满足通风要求，通风负压小。矿井有3个安全出口直接通到地面，满足规程“矿井安全出口不少于两个”的规定；（2）矿井总进风量满足矿井开采的要求。主要通风设备先进可靠合理，只要生产中加强通风系统管理和维护，可以保证矿井安全生产；（3）按规定在回风井井口设置有防爆门，一旦井下发生爆炸事故时，爆炸冲击波直接冲开防爆门，使爆炸能量得以释放，对主扇风机起到保护作用，便于迅速恢复矿井通风系统。2、矿井开拓、风井数目、井筒装备和设施对安全的影响矿井采用斜井开拓方式，共布置有3个井筒，两进一回，主井、副井设行人道、回风立井设行人梯子间，均为矿井的三个安全出口，井筒中的风速均满足《规程》第101条的规定，且井筒间距大于30m，满足《规程》第18条“每个生产矿井必须至少有2个能行人的通达地面的安全出口，各个出口间的距离不得小于30m”的要求。矿井井下所有通风巷道中的风速，均满足规程的规定，井筒及主要硐室采用不燃性材料支护。矿井采掘工作面均采用独立通风，其进风和回风均不经过采空区或冒顶区，符合《规程》第114、116的规定。井下各进、回风巷之联络巷间均设置有两道双向风门或调节风门，进、回风巷上下交叉处设置有风桥，减少了漏风。3、矿井通风设备及设施的保证措施（1）矿井选用两台FBCZ-NO.18型通风机，一台工作，一台备用，配套电机60kW，转速980r/min，380V。这两套同等能力的矿井主要通风装置为矿井正常通风、人员的安全提供了可靠的保障。当工作风机出现故障时，备用风机在10min内及时投入运行；当矿井根据用风的要求，需要反风时，该通风机可以直接反转实现反风，并能在10min内改变巷道风流方向。风流方向改变后通风机供给风量大于正常供风量的40%。（2）为了保证通风机房供电电源的可靠性，通风机配电室双回路10kV电源分别引自矿井工业场地10kV变电所10kV不同母线段，两台通风机直接接于本配电室380V不同母线上。当一回路电源出现故障停止供电后，另一回路能够保证通风机房全部负荷的运行。4、减少风阻措施（1）为了减少巷道风阻，设计主要进、回风巷均采用光面锚喷支护；（2）主要巷道内不得随意停放车辆、堆积木料等，巷内堆积物要及时消除或排列整齐，确保设计通风断面；（3）尽可能缩短风流路线长度，避免风量过于集中，使总进风流尽早分开，总回风流尽可能晚汇合；（4）要加强矿井回风道的维护和管理，对冒顶、片帮和积水处要及时处理。5、其它安全保证措施生产期间每个采掘工作面的作业规程中必须按有关规程、规范、规定及工作条例，制定详细的通风管理细则和避灾线路图，以保证井下工人的安全。加强矿井安全生产的管理和教育，严格遵守《煤矿安全规程》和各项技术政策及操作规程的规定。综上所述，在上述各项措施能得到保证的前提下，本矿井设计的通风系统总体上是合理可靠的，具有较强的预防灾害和抵抗灾害的能力。2.2.8通风管理（1）施工作业人员应爱护通风设施，迎头风筒不落地，风筒端头距迎头不超过5米，风筒破口要及时修补。风筒逢环必挂，以减少通风阻力；（2）必须有足够的通风能力，保证工作面有足够新鲜的空气，不得随意停风。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，如工作面必须停风则要编制专门停风措施报矿审批。恢复通风、作业前后必须由瓦斯检测员经过检测，按《煤矿安全规程》第141条进行检查、处理，待瓦斯浓度降到0.8%以下时，迎头正常通风后，方可恢复作业；（3）安装瓦斯、电闭锁装置，并确保其安全使用；（4）严禁工作面在无风或微风下作业，工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施处理。2.2.9通设设施，防止漏风与降低风阻措施（一）井下通风设施井下通风设施有局扇、风筒、风门、调节风门、风桥等通风设施和构筑物，局扇、风筒用在掘进工作面，风门用在正、负压隔断的通行处，调节风门用在允许风流通过的巷道中，风桥用在同标高交叉的巷道中。建立通风系统，除了要有通风巷道和风机设备外，还须在井上下适宜的地点，安设必要的通风构筑物，引导、隔断和控制风流，保证风流按照需要，定向、定量地流动。设计主要的通风构筑物有：风门安设地点：在通风系统中既要隔断风流又要行人或通车的地方应设立风门。在行人或通车不多的地方，可构筑普通风门。而在行人通车比较频繁的主要运输道上，则应构筑自动风门。设置风门的要求：（1）每组风门不少于两道，通车风门间距不小于一列车长度，行人风门间距不小于5m。入排风巷道之间要需设风门处同时设反向风门，其数量不少于两道；（2）风门能自动关闭；通车风门实现自动化，矿井总回风和采区回风系统的风门要装有闭锁装置；风门不能同时敞开（包括反风门）；（3）门框要包边沿口，有垫衬，四周接触严密，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭。门轴与门框要向关门方向倾斜80°至85°；

（4）风门墙垛要用不燃材料建筑，厚度不小于0.5m，严密不漏风；墙垛周边要掏槽，见硬顶、硬帮与煤岩接实。墙垛平整，无裂缝、重缝和空缝；

（5）风门水沟要设反水池或挡风帘，通车风门要设底坎，电管路孔要堵严；风门前后各5m内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥。2、挡风墙在不允许风流通过，也不需要行人行车的巷道，应设置挡风墙，将风流截断。按挡风墙的结构及服务年限不同，分为永久性挡风墙和临时性挡风墙。永久挡风墙一般设置在大巷和上（下）山进、回风巷之间的横川中以及综采工作面进风和回风顺槽之间的横川中，永久风墙用实心混凝土块或砖块砌成，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹上砂浆。进、回风井之间和主要进、回风巷之间的联络巷中，必须砌筑永久挡风墙。工作面及采区采完后，应修筑永久挡风墙予以封闭。3、风桥在进、回风巷道交叉地点，为了避免风流短路，应设置风桥，使进、回风隔开。当均为进风巷的胶带巷和辅助运输巷相交时，也要设置风桥，但此时为运输所要求。风桥上方巷道采用锚喷或锚网喷、锚索联合支护，下方巷道两侧墙为混凝土浇筑，其顶部为配有工字钢梁的混凝土板，为防止漏风，在混凝土板上方填0.5m～1.0m的黄土。对于服务时间不长的风桥，风桥上方的巷道仅作回风使用，则其下方的巷道两壁可用空心混凝土砌块砌成，壁面抹砂浆，顶部覆盖经防腐处理后的波纹钢板。风桥前后支护应加固。其通风阻力应不大于150Pa。4、调节风门木制，用于调节通过巷道的风流大小，安设在独立通风硐室的回风通道内，大巷、采区上（下）山端头等需要调节风流的巷道中。5、废弃巷道密闭（1）对原采空区内废弃巷道进行永久密闭，永久密闭构筑质量要求如下：①用不燃性材料建筑，密闭墙为砖砌；②密闭墙上下要砌在顶底板坚实的岩石之间，有伪顶或粘矸时，要挑顶和起底。煤巷密闭墙两帮见实煤后掏槽深度不小于500×500mm，岩巷要见实帮；③密闭墙用水泥砂浆砌筑勾缝，为1000mm厚砖砌双墙中夹3000mm厚的黄土，黄土要层层夯实；④密闭墙内外有积水时，或有可能有水流经闭墙时，其墙底部必须用混凝土构筑，高度不低于0.8m，前后墙用水泥抹面，并在墙底部设反水池或反水管，密闭墙必须预留观察孔，以备观测、注浆、调压。密闭墙外要预留构筑气室的位置，以备均压；⑤密闭墙面和距离1m范围内的巷帮、巷顶必须进行喷浆处理；⑥墙面要平整，无裂缝、无重缝，无空缝，无漏风。（2）密闭管理要求：①密闭墙内外5m内支护完好，无片帮冒顶；②密闭墙前无瓦斯积存；③密闭墙外5m内无杂物、积水和淤泥。（二）降低风阻和防止漏风措施1、本次设计进风巷为辅运大巷和运输大巷，回风巷为回风大巷，由于正负压大巷相距较近，力求少掘联络巷，掘进时贯通的联络巷一定要打好密闭，减少漏风；2、凡设置通风构筑物处，均需强化施工管理，加强施工质量，必须要设置双向风门，双层密闭；3、为了减少巷道阻力，设计要求巷道内不堆放杂物，尽量少吊挂各种设备，以减少风阻；4、巷道要精心施工，提高光爆质量和锚喷支护质量；5、漏风敏感处设置漏风监控系统。（三）井下杜绝微风、循环风的措施1、在井下运输大巷、辅运大巷和回风大巷以及各个盘区巷设测风站，在回采工作面进、回风顺槽以及掘进工作面顺槽巷道设测风点，每班通风员都要定时测风，及时掌握各用风地点风量；2、对井下各用风地点风量通过调节风门或风窗进行调控，风流、风量发生变化要及时调节；3、各掘进工作面风筒要保证完好，不发生破损，以避免漏风。2.3计算通风费用1、主扇运转的耗电量主扇运转耗电量公式为：，kW·h/a式（2.14）式中：N1,N2—一年内最大和最小的主扇输入功率，kW；η1—主扇电动机的效率，查得0.8；η2—变压器的效率，取0.8；η3—电线的输电效率，取0.95；η4—传动功率，取0.95。则：kW·h/a2、每吨煤耗电量每吨煤的耗电量公式为：，kW·h/t式（2.15）式中：T—一年内的矿井产煤量，0.6Mt/a则：I=kW·h/t3、每吨煤的通风费用每吨煤的通风费用公式为：，元/t式（2.16）式中：D—每度电的费用，1.2元/（kW·h）则：2.4降温措施2.3.1矿井的致热因素矿井气象条件除受地表大气影响外，主要受井下各种热源的影响。结合本矿井具体条件，计算主要考虑以下热源：1、空气压缩热随着空气向矿井深部流动，空气势能减少，因体积压缩转化为热能而使气温升高。2、围岩散热井田内开采煤层无地温异常区域。但当围岩的原始岩温高于井巷中的气温时，围岩就会向风流中散热。3、机电设备散热由于采掘工作面均装备有大功率的机电设备，电动机除做功转变为其他动能及势能外，其他部分会转化为热能散发到风流中。4、煤体氧化散热煤体氧化主要发生在采掘工作面及煤体暴露的巷道中，氧化生热也是致使风流升温的一个因素。5、人体散热井下工人在工作中身体会放出一定量的热能而进入风流中。2.3.2矿井地热分布状况根据地质报告，本区没有测出恒温带深度和温度，全区无热害，地温正常。2.3.3矿井降温措施1、开拓、开采布置措施（1）深部采区尽量采用下山开采；（2）工作面采用后退式布置；（3）采用合适的工作面长度和推进度。2、通风系统及通风管理措施（1）采用较大的矿井总风量，使矿井进风流的温升较小；（2）对有较大散热量的机电硐室均采用独立通风，以减少其对进风流的加热；（3）进风流尽量沿散热小的巷道流动；（4）尽量缩短进风巷道的长度；（5）尽量减少采空区的漏风，及时封闭采空区；（6）加强通风管理，保证作业地点合适的风速。第三章粉尘灾害防治3.1粉尘3.1.1粉尘及尘源1、粉尘的含义粉尘是指悬浮在空气中的固体微粒。国际标准化组织规定，粒径小于75μm的固体悬浮物均被定义为粉尘。煤矿粉尘系矿井煤尘、岩尘和其它有毒有害粉尘的总称。2、煤矿粉尘的来源在煤矿生产过程中产生粉尘的主要环节有：电钻或风钻打眼、风镐或机械采煤、人工或机械装渣、人工装煤、放顶煤开采的放煤作业、工作面放顶及假顶下的支护、自溜运输、运输设备的转载以及提升卸载等。井下粉尘较多的地点有：采煤和掘进工作面、刮板输送机和带式输送机的转载点、煤仓和溜煤眼的上下口及井口的卸载点。落煤时，煤炭经受破碎，在装煤、运输和转载过程中还会继续被撞破碎，不断产生煤尘。随着机械化程度的提高和合理集中生产，煤尘的生成量也更大更集中。在现代化煤矿中，煤尘的生成量可以达到煤炭产量的3%。在煤层尚未采落之前，其内许多裂隙就已经存在着一些煤尘。这些煤尘是由于煤层在构造运动中受挤压或在开采前受地层集中压力的作用而产生的，它们和裂隙同时并存在于这些裂隙之中，随着煤层的采落和破碎而进入井下空间。岩尘主要产生于岩石或半煤岩掘进工作面。岩巷中风钻打眼将岩石粉碎为极细的颗粒，形成高浓度的浮游的呼吸性粉尘，在采煤工作面放顶时也会产生大量岩尘。井下施工的粉状材料有时会成为高浓度的有害粉尘，例如在掘进工作面进行的锚喷作业时，喷射水泥砂浆或混凝土就产生大量的水泥和砂粒粉尘，也已经成为掘进工作面的粉尘来源之一。3.1.2粉尘的危害长期吸入大量的粉尘会形成许多职业病，如尘肺病，煤肺病，矽肺病和煤矽肺病。影响煤矽肺病的因素有：游离SiO2的含量、粉尘的粒度和分散度、粉尘的浓度和从事岩石作业时间的长短。粉尘的计量单位有粉尘浓度、粒度和分散度。井下有人工作的地点和人行道的空气中粉尘（总粉尘呼吸性粉尘）浓度，应符合表3.1要求，矿井粉尘监测必须满足《煤矿安全规程》第740条规定。生产中应加强管理，定期对有关人员进行健康检查。表3.1井下有人工作点空气中粉尘浓度要求一览表粉尘中游离SiO2含量（%）最高允许浓度（mg/m3）总粉尘呼吸性粉尘<10103.510～<502150～<8020.5≥8020.3另外，作业地点粉尘过多还会影响视线并造成视力减退，不利于及时发现事故隐患，从而增加了其他事故的几率。3.1.3粉尘爆炸性在很多的燃烧和爆炸事故中粉尘爆炸的危害是比较大的，煤矸石粉尘沉积后导致电器故障引发粉尘爆炸是煤矿常见的一种事故，而这种粉尘爆炸主要是由煤尘引起的爆炸。（一）对石湾子煤矿煤尘是否具有爆炸性的鉴定首先据普查区b15、b22和b26三个钻孔6-2煤层简选样煤尘爆炸鉴定以及内蒙古矿山安全与职业危害检测检验中心、内蒙古安科安全生产检测检验有限公司2006年11月《煤尘爆炸性、煤的自燃发倾向性检验报告》（6-2煤层），鉴定结果为：火焰长度均大于400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为80%，其结论均为具有爆炸性。其次煤层挥发分是煤尘爆炸的重要影响因素，本区6-2号煤层挥发分较高，均在30%以上（挥发分含量大于10%的煤尘一般都具有爆炸危险性），所以6-2号煤层具有煤尘爆炸危险性。（二）煤尘爆炸的条件矿井生产中煤尘除了对人体带来一定程度的危害外，其爆炸对人的生命及财产的损失更加危险。但煤尘爆炸必须同时具备以下三个条件，缺其一皆不能形成煤尘爆炸。1、煤尘的浓度：煤尘在空气中呈悬浮状态，并且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。煤尘爆炸的下限浓度为30～50g/m3，上限浓度为1000～2000g/m3，爆炸力最强的浓度为300～400g/m3。2、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。3、存在有引爆着火源。煤尘的引燃温度一般为700~800℃，有时可达到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，采掘机械工作时产生的冲击火花，爆破时出现的火焰，井下火灾以及瓦斯爆炸等。（三）影响煤尘爆炸的主要因素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。（四）煤尘爆炸的过程可燃煤尘的爆炸可视为由以下三步发展形成的：第一步是悬浮的煤尘在热源作用下迅速地干馏或气化而产生出可燃气体；第二步是可燃气体与空气混合而燃烧；第三步是煤尘燃烧放出的热量，以热传导和火焰辐射的方式传给附近悬浮的或被吹扬起来的粉尘，这些煤尘受热汽化后使燃烧循环地进行下去。随着每个循环的逐次进行，其反应速度逐渐加快，通过剧烈的燃烧，最后形成爆炸。这种爆炸反应以及爆炸火焰速度、爆炸波速度、爆炸压力等将持续加快和升高，并呈跳跃式的发展。煤尘虽然会发生爆炸，但若采取可靠的措施还是可以避免的，防范的措施应着眼于发爆的条件：控制粉尘浓度；杜绝起燃点；减低空气中氧的浓度；采取有效降尘措施；建立预报系统等。此外，在管理上建立必要的规章制度，落实管理措施也是非常必要的。3.2防尘措施3.2.1粉尘检测方法为了准确测定含尘空气中的呼吸性粉尘浓度，以评价呼吸性粉尘对环境污染的程度，设计采用AZF-01型呼吸性粉尘采样器。它是一种长周期呼吸性粉尘采样器，能连续工作8h，其呼吸性粉尘浓度测量范围达1～300mg/m3。，采样流量3～4L/min，负载阻力大于1000Pa，采样准确度±10%。该仪器双薄膜泵加稳流装置的抽气系统具有采样流量稳定、负载能力大的特点。3.2.2井下粉尘综合防治措施煤矿粉尘包含煤尘和岩尘两类，煤尘主要来源于采掘工作面，由采煤机高速切割煤体，造成煤体的破碎和运动以及煤炭装载、转载、卸载、运输、仓储等过程中产生，岩尘主要是在岩石巷道掘进过程中产生的。煤矿粉尘产生的因素有自然因素和技术因素，对矿井粉尘的防治应采取“预防为主、综合防尘”的措施，对具体的尘源点应根据粉尘产生的不同原因采取不同的防治方法。防尘工作的原则是尽量减少浮粉煤尘的产生，将粉尘消灭在尘源地点，防止其飞扬和进入风流中，使已经浮游的粉尘沉降下来，捕集起来；将剩余的粉尘用足够的风量加以稀释，但又要防止因风速过大，使已沉淀的煤尘重新飞扬。设计在每个掘进工作面，各采煤工作面，装、卸、转载点、运输巷道等主要产生粉尘的尘源地点及粉尘集聚地均采用了综合防尘措施。具体防尘措施如下：1、通风防尘：通风防尘是稀释和排除工作地点悬浮粉尘，防止过量累积的有效措施。设计通过对风量的合理分配，选择合适的巷道断面，使风速合理，既能带走大量粉尘，也不致于使已沉下的粉尘重新扬起。最低排尘风速为0.25～0.5m/s，最优排尘风速为0.5～2.0m/s。为控制风速，设计在各进风巷道和回风巷道风量变化较大的地方设有风速监测探头，连续检测各巷道的风速和风量，使风量在满足各用风地点所需量的同时，风速控制在最优排尘风速。2、喷雾洒水：井下煤仓、输送机、装煤机、采煤机和其它转载地点都设有自动喷雾洒水装置并安装有捕尘器，以有效控制粉尘的飞扬，使其湿润后迅速沉降。喷雾、洒水、捕尘设备应指定专人管理和维护，不得任意拆除，确保喷雾洒水装置和捕尘器的完好性和正常工作。3、湿式钻眼：岩巷掘进工作面，设计均采用湿式钻眼，杜绝干式钻眼，使凿眼过程中形成的粉尘湿润并排出，不致飞扬。4、风流净化：设计在输送机巷和主要通风巷设计风流净化水幕，设计通过避免进风的污染，避免串联通风等以净化风流。巷道风速必须符合《煤矿安全规程》规定，井下各煤仓保持一定存煤，不许空仓作业。如果煤仓有涌水，可以放空，但放空后仓口闸门必须关闭，并设置引水管。5、冲洗巷壁、清扫和刷白巷道：设计要求经常进行巷壁冲洗工作，定期清扫并运出巷道内沉集的粉尘，在井下变电所、消防材料库等主要硐室内，用石灰水将巷壁刷白，同时可美化井下环境，减少粉尘，利于冲洗。6、个体保护：井下各生产环节采取防尘措施后，仍有一些细微矿尘悬浮空气中，甚至个别地点不能达到卫生标准，所以应加强个体防护，设计为掘进工人配备了压风呼吸器，为采煤工人配备了防尘口罩。7、环境监测：定期下井采样，利用安全监测设备，及时测定风流中粉尘浓度和分散度。井下测定点应布置在作业人员经常活动的范围内，但必须避开受局部通风风流影响的地点。3.2.3回采、掘进工作面防尘设计中本矿井配备有一个综采工作面，二个岩巷机掘工作面。就采煤方法、采煤工艺而言，采煤机割煤和装载、运输、移架过程中易产生大量粉尘。为此设计采用了综合的防尘、除尘措施。1、合理控制采掘工作面的风速、风量，在工作面采掘之前，提前进行喷雾洒水等防尘措施，使煤体湿润，减少粉尘的产生。2、综采工作面采煤机配有符合规定喷雾压力和流量的机载内外喷雾装置，随采随喷，尽量减少采煤工作面煤尘的飞扬，无水或喷雾装置损坏时必须停机。在运输机转载点、卸载点及运输机运行途中均设有风流净化洒水器、水幕等喷雾洒水设备，破碎机安装有防尘罩和喷雾洒水器，液压支架安装有喷雾装置，架下水幕、架间冲洗，移架时同步喷雾。实践证明，掘进机外喷雾的降尘效果在很大程度上取决于在掘进机的截割头周围是否能形成均匀的喷雾水幕，以阻止粉尘向裁割头周围以外的空间扩散。为了达到这个目的，宜在截割臂上安装圆环形外喷雾架，将五个实心圆锥喷嘴(scs02型喷嘴)以一定的倾角安装在外喷雾架上，喷雾时喷向截割头周围，能形成包络截割头阻止粉尘扩散的水幕网。在喷雾参数方面，一般以水压为1.47~1.45MPa，耗水量20~40L/t，雾流速度80～100m/s，雾粒直径为40～50um，最大不超过100～150um时，能获得最佳的降尘效果。据国内外的实践证明，外喷雾的降尘效率一般能达50～70%。3、井下回采工作面的防尘、除尘除进行自动同步喷雾除尘之外，还必须注意运输系统、回风系统中的防尘和净化风流。在运输巷、胶带运输巷及回风顺槽等处，均设置风流净化洒水器。为防止煤尘随通风系统吹入工作面，在进风巷道中设有净化风流的防尘水幕，水幕的设置要灵敏可靠，使用正常，封闭全断面。4、井下