鄂尔多斯牛连沟煤矿井下灾害预防对策 安全管理专业

题目：鄂尔多斯牛连沟煤矿井下灾害预防对策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，对煤矿的安全论文十分重要。本文根据牛连沟煤矿的实际情况，结合目前安全生产技术，对牛连沟煤矿进行了安全论述。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，论文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。通过对牛连沟煤矿水文地质资料的分析，论述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:1、矿井通风2、粉尘防治3、瓦斯防灭火4、安全监测

目录TOC\o"1-3"\u一、矿井概况及安全条件 一、矿井概况及安全条件（一）井田概况1、地理位置鄂尔多斯市蒙泰煤业有限责任公司牛连沟煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市准格尔煤田牛连沟地方煤矿详终区中部，矿井所在地行政隶属鄂尔多斯市准格尔旗薛家湾镇管辖。该地处于内蒙古经济最发达，最具发展潜力的呼和浩特、包头、鄂尔多斯市经济“金三角”区域，北距内蒙古自治区首府呼和浩特市120km，西距鄂尔多斯市125km，东距山西大同市265km，其所在地准格尔地区铁路，公路纵横交错，交通运输十分方便，煤炭、电力、石灰石等资源十分丰富。图1-1牛连沟煤矿交通位置图2、主要自然灾害本区地震裂度为6度。3、矿区开采现状二水平中央水泵硐室现有3台PJ-150×7型水泵，每台排水量为300m3/h，二水平正常涌水量为165m3/h。二水平最大涌水量为205m3/h。一水平中央水泵硐室现有4台200D43×8型水泵，每台排水量为288m3/h，其正常涌水量（包括二水平涌水）为265m3/h，最大涌水量325m3/h。矿生产供电来自地面变电所，其电源分别来自梨恒线，梨平线两趟60KV高压输入。变电所内设一台S9-16000/66主变压器，一台SLF1-20000/60主变压器。一二水平供电来自地面变电所，电压为60KV，由两趟LJ-24架空线线路输送至山下变电所，再由两趟MYJV3X150高压电缆经皮带道至井下中央变电所，然后由井下中央变电所送出两趟高压电缆输送至采区变电所配电。（二）安全条件1、地质特征（1）地质及地层牛连沟矿区位于鄂尔多斯煤高原西南端，窑沟-牛连沟断裂构造单元的一部分。近于南北向东倾的单斜地层，为不对称的向背斜复杂化，地层被两条近于南北向的断层切割成二大构造块段。在这些块段里，相对下降的块段构造简单，地层倾角小（15°-25°）；相对上升的块段构造复杂，地层倾角大（20°-40°）。一组北45°-55°西贯穿全区的主断裂体系又将全矿区进一步分割成几大构造单元。各构造单元其构造形态各异，地层产状各异，构造复杂程度各异。（2）成煤时期及煤层赋存情况牛连沟矿区煤系地层为早白垩系鄂尔多斯群杨塔含煤组和东孔沟含煤组，杨塔含煤组位于煤系地层的下部，可采和局部可采煤层共有35#层、33#层、32#层煤层，煤质主要为瘦煤，中部层组的25#层、23#层、22#层煤层的煤质，牌号主要为焦煤，上部层组15#层、14#层煤层的煤牌号主要为主焦煤。东孔沟组位于煤系地层的上部，可采区层有6#层、5#层、3#层、1#层。东孔沟组煤层的煤牌号均为1/3焦煤，以上各煤层的厚度均在0.8-2.0m之间，为薄煤层或中厚煤层。2、煤层及煤质（1）煤层①含煤性：牛连沟矿区开采东孔沟组和杨塔组的煤层。东孔沟组含煤6-8层，1层全区可采，3层局部可采，主要可采煤层发育较稳定，煤层本身的煤岩特征明显，煤层结构稳定，岩煤层物性特征明显，煤层间距较为稳定。横向上变化规律性强，全区内煤层对比清楚。煤层发育属于较稳定型。可采煤层总厚度为14.4m，含煤系数1.11%。②东孔沟含煤组：1#煤层：为牛连沟矿区内最上部的可采煤层，单一结构，煤厚0.68-0.92m，顶板为含豆状包裹体的凝灰岩或凝灰砂岩，底板为粉砂岩。3#煤层：距1＃煤层48-50m，一般分上、下两层，上、下分层均在0.59-0.89m之间，平均0.78m，上、下分层间距不稳定，大体在2-4m之间，顶板为灰白色细砂岩，底板为0.3m的黄灰色凝灰岩。3＃煤层在凤山背斜轴以南可采。2、煤质①物理性质：肉眼观察多呈光亮和半光亮形，煤层油质光泽和玻璃光泽，块状构造，断口参差不齐，内生裂隙发育，煤层多以凝胶化基质为主，镜煤、亮煤占煤岩总比例的75-90%，丝质组和稳定组占5-20%，岩矿杂质占总量的5%左右，硫磷含量特低。②化学性质、工艺性能、可选性及煤类：牛连沟矿区各煤层组均为中等变质程度的烟煤。各煤层组、各含煤段的变质程度不一，煤层的有机质含量较多，有害杂质少，精煤灰分低，可选性强。是可贵的炼焦用煤。（三）矿井生产情况1、工程性质矿井技术改造初步设计。2、井田开拓与开采（1）井田境界上至+350m标高，下至-600m标高，东至F25断层，西至F16断层。井田走向长10.01km，倾斜长3.2km，井田面积35.2km2。（2）储量牛连沟煤矿有地质储量12397.1万t，可采储量7438.2万t。储量构成情况见储量汇总表、煤柱损失量表、矿井工业资源储量、设计资源储量、设计可采储量表。表1-1牛连沟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（3）矿井设计生产能力及服务年限①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。②生产能力核定生产能力90万t/a。③服务年限T=(1-1)=7438.2÷90÷1.3=70a其中：T：服务年限Z：可采储量A：生产能力K：储量备用系数3、提升、通风、排水和压缩空气设备（1）提升设备牛连沟煤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230万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125万t/a；二段提升机型号为2JK-3/20的矿用提升机，提升能力为119万t/a。（2）通风设备回风井现2台GAF31.5-20-1GZ型通风机，排风能力为8700-15000m3/min。（3）排水设备一水平主水泵型号为200D43×8，现有四台，两台使用，两台备用。（4）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。4、井上下主要运输设备（1）地面运输公路交通：矿区内有公路与哈绥公路鸡图线国道相通，距鄂尔多斯市27km。铁路交通：煤矿铁路专用线与国铁梨树镇火车站相连。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。（2）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。（3）地面生产系统①主井生产系统煤炭由牛连沟矿皮带井一段、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。②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。③地面排矸系统井下矸石由副井运到地面车场子，由一台ZK10-6/550电机车牵引300M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。5、工业场地布置特征、防洪排涝、地面建筑及煤柱（1）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。（2）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。6、供电及通讯（1）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：S9－16000／66主变压，一台SLF1-20000/60主变压器。（2）电力负荷一水平用电负荷为3780KW，其有功功率为2270KW。二水平用电负荷为6200KW，其有功功率为3720KW。7、给水、排水和采暖通风及供热（1）水源①工业场地生活用水水源供水水源井：在牛连沟矿凤山沟上游现有6口机井，用水泵将水抽至地面蓄水水池中。联合办公楼和27公里水塔的用水均由该蓄水池供应。储水池：300m3，L×B×H＝10×5×6m半地下钢筋混凝土矩形水池1座，地下部分为3.5m。供水泵房：L×B×H＝10×5×3m矩形泵房1座150m2。分别设：生产消防洒水泵：XBD4／30-125G/Z、Q＝72-12b3/h。H＝0.42-0.37MPaN＝22kw380V2台。生活给水泵：80D-12×9，Q＝20m3/hH＝102m17kw2台加药设备：JY-0.6／1.44-B-12台次氯化钠发生器：JYM-12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Φ80，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。②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。（2）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。（3）排水系统①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6336m³/d；②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东孔沟河。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。③排水构筑物排水管采用Dg≦250陶瓷管；Dg〉350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。（4）采暖通风及供热①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。②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。③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。8、技术经济（1）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（2）劳动定员及劳动生产率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。二、矿井通风（一）矿山通风方式与通风系统的选择1、矿山通风方式的确定矿井的通风方式有抽出式、压入式和混合式三种。确定矿井通风方式的主要有以下几点考虑。（1）开采过程中产生漏风大小的条件和因素（2）安装主扇的地形条件。（3）矿井总通风阻力的大小（4）漏风方向对风质的影响。（5）需设置通风构筑物的多少，极其可靠程度和维护管理的难易。（6）内因发火矿井、海拔高矿井、含铀金属矿井和高温、热水、高硫矿井等对通风方式的要求。基于以上几点的考虑我采用抽出式通风方式。该种通风方式的优缺点如下：优点：利用副井进风，进风段速度小，人行、运输、劳动条件较好；不需专用进风井和井口密闭；排烟速度快，且风流主要在回风段进行调节，不防碍人行运输，便于维护管理。缺点是当工作面经崩落空区与地表沟通时较难控制漏风；利用提升井进风时需要防冻；污风通过主扇时，腐蚀性较大。2、矿山通风系统的确定矿井通风系统的选择原则（1）矿井通风网路结构合理，严格遵循安全可靠，通风基建费用和经营费用之总和最低以及便于管理的原则；（2）内外部漏风少；（3）通风构筑物和风流调节设施及辅扇要少；（4）充分利用一切可用的通风井巷，使专用通风井巷工程量小；（5）通风动力消耗少，通风费用低3、矿井通风系统的几项具体规定（1）每个矿井和阶段水平之间都必须有两个安全出口；（2）进风井与工作面的进风流的粉尘浓度不得大于0.5mg/m3；（3）主要回风井巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒有害气体污染，井口排风不得造成公害；（4）矿井有效风量率应在60%以上。4、矿井通风系统简述本矿井的通风采用自然和局扇通风。第一阶段新鲜风流从主斜井流入，通过石门，从石门到达阶段运输巷内，再流入采场，在通过该阶段运输巷经回风井流入地表。在开采以下的矿体的时，其通风和第一阶段差不多，只不过在流经采场时经过凿岩天井流入上一阶段运输巷道，再经过回风井流向地表。总之，进行通风系统选择时，在满足技术可行、保证安全可靠的前提下力求经济合理。另外，随着矿井生产的发展，若矿体赋存条件和开拓方法、采矿方法等发生变化时，应对通风系统进行调整。（二）采掘工作面和硐室通风矿山生产核心部分的采掘工作面随生产的发展处于不断的动态变化之中。这一显著特点是矿山生产与一般工厂生产的主要区别之一，通过具体安排，确定矿体、阶段和矿块开采的先后顺序，逐年的矿石产量和质量，以及矿山投产和达到设计产量的日期。根据设计中确定的矿山排水疏干、开拓、生产探矿、采准、切割、回采等工序的时空超前关系，进一步验证基建与生产的衔接和基建进度计划中所确定的工程量，确保矿山持续、均衡的生产。它也给矿山的规划、设计、施工和生产所应用的技术手段和管理方法提出了更高的要求。采掘工作面大量回采是以切割立槽、拉底空间为自由面，通过分段凿岩巷道中的上向炮孔来实现的。采用扇形炮孔落矿，使用平柱式凿岩机凿岩，孔径60～75mm，最小抵抗线为1.5m，孔底距为1.5～2.0m，每次爆破一排或几排炮孔。当补偿空间足够大时，应尽量采用多排孔微差爆破，以提高爆破质量。爆下的矿石一般不在空场中贮存，及时经过底部漏斗结构放出。顶柱回采滞后矿房回采一段距离，当顶柱最大悬距达120～160m即有三个矿块时，爆破由上分段电耙道向顶柱进行回采。顶柱崩距取60～80m，不宜过小，以免崩下的矿石过多的落在前次崩顶落下的废石下面，造成损失。分段矿房法采场通风比较简单，该矿采用把落矿炮孔全部凿完后再分次爆破落矿，因此工作面矿房由上风向方向的通风行人天井进风，清洗工作面后由下风向方向的通风人行天井回风，采用双侧推进的通风方式。各矿井硐室通风量则按照有关规定的风量给及，个别需要独立通风的硐室则可以采用独立通风的方式。（三）矿井风量、风压及等积孔计算1、矿井服务年限的计算本矿的设计年产量为90万吨/年。根据矿体的产状和采矿方法，确定回采率取为K=85%T=QK/A（1-R）式中：T——矿井服务年限，年；K——矿石总回采率，%；R——费石总混入率，8~10%；Q——矿床工业储量，7438万吨。所以：T=7438×85%/90（1-9%）=70a（四）循环作业方式1、矿井工作制度：年工作天数为330天，月工作26天，每天三班，每班工作八小时，连续作业，工人实行轮休制，管理人员除直接生产管理人员外实行双休日休息制度。2、劳动组织及劳动定员：凿岩工9人，放炮工3人，装药工3人，信号工2人，装运机司机3人，准备工3人。3、回采工作面循环。（五）矿井总风量的计算1、矿井通风的几点规定（1）井下采掘工作面进风流中的空气成分（按体积计算），氧气不得低于20%，二氧化碳不得高于0.5%。（2）井下所有作业地点的空气含尘量不得超过每立方米2mg入风井巷和采掘工作面的风源含尘量不得超过每立方米0.5mg。（3）井下作业地点（不采用柴油设备的矿井）有毒有害气体浓度，不得超过规定的标准。（4）使用柴油设备的矿井，井下作业地点有毒有害气体的浓度应符合以下规定：一氧化碳小于50ppm，二氧化碳小于5ppm，甲醛小于5ppm，丙烯醛小于0.12ppm。（5）井下破碎硐室，主溜井等处的污风要引入回风巷，否则必须经过净化达到一定的要求是，方准今年如其他作业地点。（6）采场、二次破碎巷道和电耙巷道，应利用贯穿风流通风。（7）井所需风量，按要求计算，并取最大值。其中按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4；按排尘风速计算风量，硐室型采场最低风速不应小于每秒0.15米；巷道型采场和掘进巷道不应小于0.25米；电耙道和二次破碎巷道不应小于每秒0.5米；箕斗硐室、破碎硐室等作业地点，可根据具体条件，在保证作业地点符合国家规定的卫生标准的前提下，分别采取计算风量的排尘风速值。2、矿井通风总风量的计算（1）工作面的需风量①同时工作的最多人数计算：供风量应不少于每人4m3/min，即：Q=4∑n，m3/min式中：∑n——工作面同时工作的最多人数根据上述循环作业人数可知：一个工作面同时工作的人员数为：9+3+3+2+3+3=23人，所以，需风量为：4×23=1.6m3/s②按排尘风速计算：Q=s×v＝12.250.3=3.7m3/s。式中：s——工人和产尘设备所在位置过风断面，3.5=12.25m2；v——作业面排尘风速（v依据《采矿设计手册》第1586页的取值范围v=0.25~0.5m/s取0.3［1］）。③按排除炮烟计算回采工作面的风量：式中：L——采场长度44m；S——采场过风断面积12.25m2；t——爆破后排烟通风时间（t依据《采矿设计手册》第1587页取值范围1200~2400s取1800s［1］）；N——风流交换倍数（N依据《采矿设计手册》第1587页取值范围N=10~12取12［1］）。则：Q=（124412.25）/1800=3.6。根据以上结果，取三者最大值3.7m3/s计算风量。每个矿块中有两个凿岩进路，回采矿块有两个，回采总需风量为：Ｑ回采＝3.7×2×2＝14.8。（2）备采工作面风量备采工作面风量为回采工作面风量的一半（依据《采矿设计手册》第1590页）。每个矿块有一个备采工作面，回采矿块有两个，所以共有两个备采工作面。备采总需风量为：Ｑ备采＝（3.7/2）×2＝3.7。（3）掘进工作面风量由于有两个矿块同时在进行准备工作，每个矿块有三个掘进队在进行掘进工作，每个矿块有一个掘进工作面，所以，共有六个掘进工作面。每个掘进工作面风量取3（依据《采矿设计手册》第1590页表2-16-16取值3［1］）。Ｑ掘进＝3×6＝18.0。（4）硐室风量依据《矿井通风与空气调节》第204页取值范围1~2取值1.0变电硐室风量：3（依据《采矿设计手册》第1590页）；井下水泵硐室风量：2（依据《采矿设计手册》第1590页）；电机车库风量（依据《矿井通风与空气调节》第125页取值范围1~1.5取值1.0）；机修硐室（依据《矿井通风与空气调节》第204页取值范围1~1.5取值1.5）；炸药硐室（依据《矿井通风与空气调节》第204页取值范围1~2取值1.0）。硐室总风量为：Ｑ硐室＝3+2+1.0+1.5+1.0＝8.5。（5）矿井总风量为Ｑ＝（∑Ｑ回采＋∑Ｑ备采＋∑Ｑ掘进＋∑Ｑ硐室）＝1.25×1.20×（14.8+3.7+18.0+8.5）=67.5。式中：——分别为：外部漏风系数与内部漏风系数（依据《采矿设计手册》第1584表2-16-12与表2-16-13分别取值1.25、1.20）。所以，本矿井总风量应取68（六）矿井风量的分配矿井总风量为68/s，可大致将总风量分配如下：矿井总风量为68/s，斜井的风量为68/s，石门的风量为68/s，运输巷道的风量为68/s，凿岩天井的风量为16/s，凿岩天井出风巷道的风量为24/s，采场的风量为13/s，采场下阶段运输巷道的风量为11/s，回风井的风量为68/s。（七）矿井通风阻力计算矿井通风容易时期的通风阻力计算式中：——巷道通风摩擦阻力，pa；S——巷道的通风断面，；P——巷道通风断面的周边长度，m；a——巷道的通风摩擦阻力系数，；——巷道的通过风量，；L——巷道长度。其中，a（巷道的通风摩擦阻力系数）（依据《采矿设计手册》第1596页表2-16-19和表2-16-20取得），L的长度由图中量出所得。各巷道在计算通风阻力时所用的各个参数：断面积、周边长度、通风阻力系数、巷道长度的数值在表2-1及表2-2中已列出，见表。（1）斜井通风阻力的计算=0.0129.88147.65688.5=131.81Pa（2）石门通风阻力的计算=0.0129.8860.7068=54.19Pa（3）运输巷道通风阻力的计算=0.0149.88483.79688.5=499.78Pa（4）凿岩天井通风阻力的计算=0.055847.40164=83.43Pa（5）凿岩天井出风巷道通风阻力的计算=0.055847.40244=187.71Pa（6）采场通风阻力的计算=0.05014421312.25=2.71Pa（7）采场下阶段运输巷道通风阻力的计算=0.0149.8842118.5=1.15Pa（8）风井通风阻力的计算=0.0139.4210.71687.06=17.24Pa所以，容易时期通风总摩擦力为：=131.81+54.19+499.78+83.43+187.71+2.71+1.15+17.24=978.02Pa式中:——总摩擦阻力，pa；——各段巷道的摩擦阻力，pa。总阻力为：=978.02+978.0220%=1173.63Pa式中：——通风总阻力；——通风总摩擦力；——总局部阻力（为总摩擦力的20%）；（八）矿井通风困难时期的通风阻力计算1、斜井通风阻力的计算=0.0129.88510.14688.5=455.40Pa2、石门通风阻力的计算=0.0129.8823.1268=20.64Pa3、运输巷道通风阻力的计算=0.0149.88947.17688.5=986.45Pa4、凿岩天井通风阻力的计算=0.055849.69164=87.46Pa5、凿岩天井出风巷道通风阻力的计算=0.055849.69244=196.78Pa6、采场通风阻力的计算=0.05014421312.25=2.71Pa7、采场下阶段运输巷道通风阻力的计算=0.0149.8842118.5=1.15Pa8、风井通风阻力的计算=0.0139.42160.71687.06=258.61Pa所以，容易时期通风总摩擦力为：=455.40+20.64+986.45+87.46+196.78+2.71+1.15+258.61=2009.20Pa式中:——总摩擦阻力，pa；——各段巷道的摩擦阻力，pa。总阻力为：=2009.20+2009.2020%=2411.04Pa式中：——通风总阻力；——通风总摩擦力；——总局部阻力（为总摩擦力的20%）；表2-1矿井通风容易时期风阻计算井巷名称支护方式摩擦阻力系数α巷道长度L(m)巷道净周长P(m)净断面S(m2)风量Q(m3/s)摩擦阻力h(Pa)斜井锚喷0.012147.659.888.568131.81石门锚喷0.01260.709.888.56854.19运输巷道锚喷0.014483.799.888.568499.78凿岩天井出风巷道锚喷0.05547.408.04.024187.71凿岩天井锚喷0.05547.408.04.01683.43采场锚喷0.05042.014.012.25132.71采场下阶段运输巷道锚喷0.01442.09.888.5111.15风井锚喷0.01310.719.427.066817.24小计978.02局部阻力20%195.61总计1173.63表2-2矿井通风困难时期风阻计算井巷名称支护方式摩擦阻力系数α巷道长度L(m)巷道净周长P(m)净断面S(m2)风量Q(m3/s)摩擦阻力h(Pa)斜井锚喷0.012510.149.888.568455.40石门锚喷0.01223.129.888.56820.64运输巷道锚喷0.014947.179.888.568986.45凿岩天井运输巷道锚喷0.05549.698.04.024196.78凿岩天井锚喷0.05549.698.04.01687.46采场锚喷0.05042.014.012.25135.42采场下阶段运输巷道锚喷0.01442.09.888.5111.15风井锚喷0.013160.719.427.0668258.61小计2009.20局部阻力20%401.84总计2411.04（九）矿井等积孔计算1、矿井通风困时期的等积孔计算=1.19×68÷（1173.63）1／2=2.37>2.02、矿井通风容易时期的等积孔计算=1.19×68÷（2411.04）1／2=1.65＜2.0（十）矿井通风难易程度评价由等积孔计算结果可以看出，矿井通风容易时期通风线路较长、巷道断面较大、通风阻力较大，容易时期通风难易程度为容易。矿井通风困难时期通风线路长、巷道断面较大、通风阻力大，困难时期通风难易程度为困难。（十一）矿井通风设备的选择1、扇风机的选择扇风机风量的计算：Qf＝×Q式中:Qf——扇风机的风量，m3/s；——扇风机装置的风量备用系数（依据《矿井通风与空气调节》第209页取值1.1［2］）；Q——矿井所需的总风量68m3/s；则Qf＝1.1×68=74.8m3/s。2、扇风机的风压：Hf＝ht＋hn+hr＋hv式中：ht——矿井总阻力（容易时期为1173.63Pa，困难时期为2411.04pa）；hr——扇风机装置阻力（依据《矿井通风与空气调节》第209页取值200［2］）；hn——与扇风机通风方向相反的自然风压；hv——出口动压损失（用扇风机静压特性曲线，一般不考虑）；式中：k为矫正系数，k=1+361/10000；P——当地井口大气压力，计算得800kpa；——进风井、回风井空气柱平均绝对温度，分别为280、290；则=0.0341×（1+361/10000）×800000×（）=3.49Pa则通风容易时期Hf＝1173.63+200+3.49=1377.12Pa通风困难时期Hf＝2411.04+200+3.49＝2614.53Pa3、计算扇风机的功率：,kw式中：—扇风机的效率，取；84%则：通风容易时期需要的Nf＝（1377.12×74.8）／（1000×84%）=122.63kw。通风困难时期需要的Nf＝（2614.53×74.8）／（1000×84%）=232.82kw。根据以上计算结果，选用K45型扇风机2台，扇风机技术参数见下表：表2-3K45型扇风机技术参数表项目单位参数叶轮直径m0.7～1.5功率范围KW2.2～150叶轮转数r/min1000风量范围m3/s5～62风压范围Pa150～2100最高效率％84生产厂运城风机厂（十二）电动机的选择根据通风容易与困难两个时期主扇风机的输入功率Nf，计算出电动机的功率Ne：Ne＝KNf/（η×ηe）式中:K—电动机的容量备用系数（依据《矿井通风与空气调节》第210页取值1.1［2］）；η—传动效率（η依据《矿井通风与空气调节》第210页取值1［2］）；ηe—电动机效率（依据《矿井通风与空气调节》第210页取值0.9［2］）；则：通风容易时期需要的Ne＝1.1×122.63/（1.0×0.9）＝149.89kw，通风容易时期需要的Ne＝1.1×232.82/（1.0×0.9）＝284.56kwK45型扇风机对应的电动机为Y315S_6型，980r/min,75kw三、粉尘灾害防治（一）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50μm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0.01-50μm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：①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。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。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＜10103.510-502150-8020.5≥8020.3③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。（二）防尘措施1、防尘措施防尘措施有：（1）采用湿式凿岩。（2）通风排尘和净化风流。（3）喷雾洒水。（4）装岩洒水降尘。（5）个体防护，作业时必须人人坚持戴防尘口罩。（6）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。（7）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。2、采掘工作面除尘（1）湿式作业除尘；（2）喷雾洒水除尘；（3）加水爆破除尘；（4）含尘空气净化装置除尘（即水幕净化）；（5）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、井下消防（1）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。（2）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6mg·e/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3-2表3-2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（3）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Φ100×4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：XBD4／30-125G/Z、Q＝72-12b3/h。H＝0.42-0.37MPaN＝22kw380V2台。（4）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。（5）井下洒水除尘系统井下洒水除尘用水量680m3/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。①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。②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。③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。4、防爆措施（1）减尘和降尘措施①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。②采空区灌水。③喷雾洒水。④坚持使用水泡泥。⑤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。（2）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。（3）撒布岩粉①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；②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。③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。④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。（三）隔爆措施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。2、隔爆水棚（水袋）（1）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GBSD－80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。（2）水棚的计算与布置①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，L／m2；主要水棚按400L／m2，辅助水棚为200L／m2；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-水槽净断面积，m2；L-水槽平均净长度，m；H-水槽盛水高度，m；B1-水槽净上宽，m；B2-水槽净下宽，m。3）水棚架数n＝(3-3)式中n--水棚架数(取整数)，架；其他符号同前。4）水棚区长度L＝(3-4)式中L-水棚区长度，m；C-水棚间距，m。②水棚的布置水棚按隔绝煤尘爆炸的保护范围，可分为主要隔爆棚与辅助隔爆棚，但由80L和40L的水袋所组成的水袋棚。（四）矿井地面生产系统防尘本矿井地面在空气加热室内设消防及洒水静压水池，采用钢筋混凝土浇筑，容积200m3。当发生火灾时启动专用消防水泵进行加压消灭火。消防水来自生产消防水池。室外消防水量20L／S，室内10L/S，按火灾延续时间3h计。地面洒水主要是翻煤站煤流干道及绿地,由生产消防水池供给。四、瓦斯灾害防治（一）瓦斯根据地质报告提供的资料，本矿井瓦斯绝对涌出量33m3/min，相对瓦斯涌出量28.5m3/t，鉴定为高瓦斯矿井。（二）防爆措施矿井通风采用机械抽出式，取用了较大的通风系数进行配风，以保证作业地点有足够的风量，能有效地防止瓦斯积聚。巷道各断面均按经济实用断面进行设计，按《煤矿安全规程》规定的风速进行验算，保证其合理性。为了防止矿井安全生产因电气事故造成不必要的损失，在矿井电气设备及保护装置的选型中，严格按《煤矿安全规程》有关规定，对矿井生产所需的电气设备如馈电开关、电动机、通讯、照明、信号等，均按照规定选用矿用防爆型、矿用隔爆型、本质安全型、以及无火花型设备。严禁采用无煤矿安全生产标志的电气设备入井，对电气设备在入井前必须有专人进行防爆要求的检查。对生产中的电气设备安装，应严格按照有关规定进行，并对在使用中的电气设备应定期派专人进行防爆检查，从而有效避免了因电气火源引发的矿井瓦斯爆炸事故。1、防止瓦斯积聚（1）加强通风。（2）加强瓦斯检查。（3）不用的旧巷应及时封闭，防止或减少沼气涌出和积聚。2、巷道局部积聚瓦斯的处理（1）掘进巷道局部积聚瓦斯的处理方法主要有：风筒分支通风隔离法、底板铺垫法、档板引风法、压风法、钻孔抽放法。（2）恢复停风已久有瓦斯积聚的盲巷，或打开有积存的密闭，必须有专门的瓦斯排放安全措施。（3）当井下停风停电后，排除瓦斯恢复生产时，需有统一计划和安全措施，并按先后顺序进行恢复。（4）过老塘、废旧巷道应有专门的安全措施，如封堵、砌碹、灌浆等，防止瓦斯涌出或残煤自燃。3、防止瓦斯爆炸或窒息（1）在进行矿井开拓，采区设计的同时，首先考虑通风系统合理可靠，从设计上消除不符合《煤矿安全规程》规定的串联通风、扩散通风、老塘通风和回采工作面利用局扇通风，保证风门距离，严禁单道风门和两道风门同时打开，杜绝风流短路。（2）巷道断面设计合理，满足安全生产的要求。做到风速不超限，瓦斯不积聚。（3）在采掘布置时，坚持一掘必穿的原则，消除人为盲巷瓦斯库。一旦出现盲巷要采取措施及时处理，或进行密闭。（4）严格井口检查制度，禁止烟火、化纤衣服入井；瓦斯矿井使用的电气设备必须符合防爆要求，杜绝电气失爆，消灭井下火源。（5）严格执行放炮制度，消灭放炮引起的火源。（6）加强火区管理，加强对密封火墙检查，并定期测定火区温度和空气成分，防止高温和瓦斯积聚。（7）加强矿灯的管理，杜绝矿灯失爆。（8）两巷贯通必须事先探明瓦斯情况，采取相应措施防止贯通放爆瓦斯或引发其他瓦斯事故。（三）隔爆措施1、隔爆措施为了防止爆炸由局部扩大为全矿性的灾难，在矿井的两翼、相邻的采区、相邻的煤层、相邻的采煤工作面，煤层掘进巷道同与其相连的巷道间，煤仓同与其相连通的巷道间，采用独立通风并有煤层爆炸危险的其它地点同与其相连通的巷道间，采用水袋隔开。及时清除巷道中的浮煤，清扫或冲洗沉积煤尘，定期撒布岩粉；应定期对主要大巷刷浆。矿井每年应制定综合防尘措施、预防和隔绝瓦斯爆炸措施及管理制度，并组织实施。2、隔爆水袋根据《煤矿安全规程》有关规定，矿井中的隔爆水袋选用了阻燃胶布制成的开口式隔爆水袋进行隔爆。对于隔爆水袋的大小、盛水量的多少、悬挂区域长度等有关参数，在施工过程中由矿负责通风的专业技术人员根据现场实际情况，进行参数计算选配。

五、矿井防灭火（一）概况矿井火灾可分为内因火灾和外因火灾两种。内因火灾主要由于煤层具有自燃倾向性，在一定的条件下煤层自燃引发的；而外因火灾则主要是由于外在的火源，引燃诸如煤尘、坑木、电缆、瓦斯，煤层及其他的可燃物发生的火灾。根据地质报告，本井煤层为易自燃，但未发生过煤层自燃发火现象。故矿井防灭火主要是外因火防治。（二）井下外因火灾防治1、井下机电设备硐室防火措施（1）井底设消防材料库，机电设备硐室均配有消防器材；（2）井下中央变电所配电室，井底水泵房及通道均采用不燃性材料支护，并设有防火栅栏两用门、密闭门；（3）井下消防洒水管网为各主要机电设备硐室设有消火栓；（4）井下机电硐室内各种设备与墙壁之间留有0.5m以上的通道，各种设备相互之间留有0.8m以上的通道。2、井下电气设备的防火措施该矿井属高瓦斯矿井，井下所有电气设备均采用矿用防爆型。井下配电变压器中性点不接地，严禁由地面中性点直接接地的变压器直接向井下供电。井下远距离控制线路的额定电压不超过36V。3、井下电缆按《煤矿安全规程》对入井电缆及其敷设的要求，入井电缆均采用已取得"MA"标志准用证的电缆入井，电缆为交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚乙烯护套电力电缆，沿副井井筒用电缆钩悬挂主井下中央变电所，井下中央变电所至采区变电所，井下主排水泵等固定敷设的电缆采用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚乙烯护套电力电缆。去采掘工作面的电缆采用矿用屏蔽监视型橡套电缆，沿巷道壁悬挂敷设，照明电缆采用矿用不延燃型橡套电缆，沿巷道顶敷设，电缆同电气设备的连接，采用同电气设备性能相符的接线盒。橡套电缆间的连接采用符合要求的接线盒进行连接。4、井下电气设备的各种保护电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的金属外壳，构架，铠装电缆的钢带（或钢丝）屏蔽护套等，都必须有保护接地，接地网上任一保护接地点测得的接地电阻值不得超过2欧姆。每一移动式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都不得超过1欧姆。所有电气设备的保护接地装置和局部接地装置，都应同主接地极连成一个总接地网。井下电力网的短路电流，不得超过其控制用的断路器在井下使用的开断能力，并检验电缆的热稳定性。40KW以上的起动频繁的低压控制设备，使用真空接触器，井下高压电动机，动力变压器的高压控制设备，应具有短路、过荷、接地和欠压释放保护。井下低压馈电线上，必须装设检漏保护装置。煤电钻，必须使用设有检漏漏电闭锁短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻的综合保护装置。直接向井下供电的高压馈电线上，严禁装设自动重合闸。永久性井下中央变电所和井底车场内的其它机电设备硐室，应砌碹或用其他可靠的支护方式支护。采区变电所应用不燃材料支护。5、井下电气设备的检查、维护、修理和调整。井下电气设备的检查、维护、修理和调整工作，必须由电气维修工进行。井下防爆电气设备的运行维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。电气设备和电缆的检查、调整工作，矿主管领导应组织实施。6、其它火灾的防治措施及装备（1）防止地面明火引发井下火灾的措施①坑木场，矸石山的防火措施和制度必须符合国家有关防火的规定；②进风井井口房装设防火铁门，防火铁门必须严密并易于关闭，并应定期维修；③井上消防材料库储存材料，工具的品种和数量应符合有关规定，并定期检查和更换，材料，工具不得挪作他用；④井口房和通风机房附近20m内不得有烟火或用火炉取暖；⑤在井口房，严禁采用可燃性材料搭设，临时操作间、休息间，井口房内不得从事电气焊和喷灯焊等工作。⑥炉灰场设洒水阀门，经常向炉灰堆洒水，防止没有燃尽的炉灰起火。（2）矿井要加强安全管理，消除其他火源的发生。（3）井下胶带输送机采用PVC橡胶贴面整芯阻燃输送带，胶带机硐室装备DMH型自动灭火系统。7、井下主要机电设备硐室及防火构筑物井下电气设备硐室按《煤矿安全规程》的要求，设置防火门，采用不燃材料支护，布置为独立通风等。井底车场设有消防材料库。防火构筑物主要有风门、调节风门、防火墙等。8、消防灭火装备井上、下设置有消防材料库，并配备相应的消防灭火器材及装备，其品种和数量应符合有关规定，并定期检查和更换，材料、工具不得挪作它用，消防材料库要有直达的轨道。9、开采方面的措施（1）工作面采用后退式回采，减少采空区漏风；（2）生产过程中，尽量提高回采率，工作面回采结束后立即封闭；层巷道采用不燃性材料支护。（三）矿井瓦斯抽放系统1、牛连沟矿瓦斯赋存情况牛连沟煤矿各煤层中的瓦斯含量随着深度的增加而不断增大，通过对2#、3#煤层的开采，在-100m标高以上的煤层中瓦斯含量较低；在-100m标高以下煤层中的瓦斯随深度的增加而明显增大，为高瓦斯区域。采煤工作面及掘进工作面均需要进行瓦斯抽放方可进行生产。2、牛连沟矿瓦斯抽排系统（1）矿井瓦斯抽排系统牛连沟矿在西风井北50m处，地面向井下施工一个瓦斯抽排钻孔，钻孔低部标高为-130m。钻孔底部与东采区主运道和一采区风道相连，在地面抽排钻孔旁建立矿井瓦斯抽排泵站，一采区和下延采区的掘进工作面设有瓦斯抽排系统。①掘进工作面：在煤层巷道上邦向前进方向斜上方施工瓦斯抽排钻孔，安设抽排软管后封孔。抽排软管与直径为Φ200的无缝钢管相连，抽排钢管沿巷道铺设进入一采区风道，最后铺设进入抽排钻孔底部，由抽排钻孔抽至地面瓦斯抽排泵站。②采煤工作面：在采煤上巷，从切眼往外100m处，施工一处高位钻场，然后每隔100m施工一个高位钻场，在高位钻场中布置抽排钻孔，抽排钻孔施工完毕后安设抽排软管，然后封闭高位钻场，将抽排软管与沿上巷经一采区风道进入抽排钻孔，由抽排钻孔排出地面。（2）瓦斯抽放设备地面瓦斯抽排泵站设2BE3420-2BV4抽排泵三台，一台使用，二台备用。一采区和下延采区风道铺设Φ300mm的无缝钢管，采区平巷中设Φ200的无缝钢管。（3）抽排效果掘进工作面抽排前、放炮后瓦斯浓度在1%-3%间，抽放后瓦斯浓度可降低至0.8%以下。采煤工作面上隅角浓度抽排前可达到3%以上，抽放后可降至1%以下。满足《煤矿安全规程》的要求。抽排钻孔中流量为108m3/min，瓦斯浓度可达30%，瓦斯绝对量可达32.4m3/min。3、监控监测系统煤矿安全监测系统，是应煤矿生产自动化和管理现代化的要求，为了确保安全、高效生产，在携带式检测仪器、半固定式、固定式检测装置的基础上应用遥测、遥控技术及电子计算机的开发而发展起来的多种现代技术装置组成的系统。一般由以下四部分组成：（1）传感器传感器是将非电量的变化转换成电量变化的装置。对传感器的要求主要考虑其精度、灵敏度，变换特性的直线性、可靠性、频率响应、输出电压以及在恶劣条件下能否正常工作等因素。（2）井下分站井下分站的任务是，一方面对传感器送来的信号进行处理，使其转换成便于传输的信号送至地面中心站，另一万面将地面中心站发来的指令或从传感器送来的应由分站处理的有关信号送至指定的执行部件，以完成预定的处理任务，给传感器供电也是任务之一。对分站的要求是，应有足够的容量，地面中心站有故障时能够独立工作，有一定的数据储存功能以及体积小，重量轻，具有防爆性。（3）地面中心站目前地面中心站多采用微机对各分站传输来的信号集中进行采集和处理，在中心站内一般备有计算机、打印机、屏幕显示、控制台、模拟盘及与计算机联结的接口部分，可集中连续监测、监控井下环境及生产设备的工作情况。（4）信道信道是指传输信息的媒质或通道，如架空明线，电缆，射频波束等。煤矿安全监测系统大多采用通信电缆作为信道，也有借用井下电话线作信道的。有时为了研究方便，将发送端和接收端的一部分，如将调制器、解调器等划归信道考虑。评价信道一般可从传输信号的可靠性，一对芯线可传输的信息量，传偷信息的速率，即单位时间内传输的信息量及传输距离等几方面来考虑。上述井下分站和地面中心站，均由信息传输，信息处理及电源三个主要部分组成。4、安全监测监控系统的结构牛连沟煤矿安全监测系统中传感器、井下分站和地面中心站之间通过信道联结成的通信网络采用星状结构。5、传感器选择牛连沟煤矿选用KG3001型高低浓度组合式瓦斯传感器。KG3001型高低浓度组合式瓦斯传感器，监测瓦斯浓度范围为0～30%CH4，由两组探头组合而成，在0～3%CH4范围，采田低浓度探头检测，其传感元件为载体催化元件，大于3%至30%范围内采闲高浓度探头检测，其传感元件为热导元件。当传感器周囤瓦斯浓度由低向高或由高向低变化时，两种探头工作的转换是自动进行的。两种探头分别悬挂在检测地点，并各自通过电缆接到主机上。当不需要高浓度探头时，可以将其摘掉不装。当只用低浓度探头而瓦斯浓度又超过3%CH4时，传感器具有自动停止检测的功能，但复电需要人工进行。传感器自身具有浮充电池，当由于传感器周围瓦斯超限或其它原团而切断外供电源时，传感器依靠浮充电池供电，仍可继续检测瓦斯，并向井上传输遥测信号，工作时间可维持两小时以上，浮充是蓄电池组的一种供(放)电工作方式，系将蓄电池组与电源线路并联连接到负载电路上，它的电压大体上是恒定的，仅略高于蓄电池组的断路电压，由电源线路所供的少量电流来补偿蓄电池组局部作用的损耗，使蓄电池组能经常保持在充电饱和状态而不致过充电。因此，蓄电池组可随电源线路电压上下波动而进行充放电。当负载较轻而电源线路电庄铰高时，蓄电池组即进行充电；当负载较重或电源发生意外中断时，蓄电池则进行放电，分担部分或全部负载，这样蓄电池便起到稳压作用，并处于备用状态。瓦斯浓度为0～3%CH4时，由发光数码管用两位数字显示瓦斯浓度。瓦斯浓度超限时，由闪光红灯报警。输出信号为电流制，低浓度0-3%CH4及高浓度3～30%CH4时均为1～5mA。防爆类型为矿用安全火花兼隔爆型。该传感器原是《KJl型矿井环境监测系统》的配套产品。供电由KF1004型电源控制箱供给24v直流电，浮充电池为GNY-3型3AH镉锦电池7节。（1）低浓度检测当传感器附近有瓦斯存在时，0～3%CH4的低浓度探头中的工作元件便会催化燃烧而使其温度上升，电阻值加大，测量电桥失去平衡，输出一个与瓦斯浓度成正比的电压信号，此电压信号经放大器放大后，其输出供给四个单元电路。其一是模数转换和数字显示单元，其二是电压—电流转换和电流信号输出单元，向遥测系统输出与瓦斯浓度成正比的电流信号，其三是报警门限和灯光报警单元，其四是低浓度探头与高浓度探头工作转换单元。（2）工作转换与高浓度检测当瓦斯浓度由3%CH4(或断电点)继续上升时，为了能继续进行检测，由转换单元来实现低浓度探头及数字显示单元停止工作而转换成高浓度探头进行检测。高浓度探头的工作元件为热导元件，由于瓦斯(CH4)的热导系数较空气大，因此在含有瓦斯的空气中的工作元件较密闭在纯净空气气室中的补偿元件的温度要低，因而电阻值也低，测量电桥失去平衡，输出一个与瓦斯浓度大致成正比的电压信号．此电压信号经放大器放大后，输出给电压-电流转换和电流输出单元，向遥测系统输出与瓦斯浓度成正比的电流信号。当瓦斯浓度由高下降至2%CH4(或断电点)以下时，工作转换单元翻转，高浓度探头停止工作，转换为低浓度探头工作，恢复低浓度检测。（3）电源及其电压保护这部分包括：限流稳压器，浮充电池，正5V稳压器，负5V稳压器及电压保护系统。由KF1004型电源控制箱提供的24V电源，通过电缆接入传感器的限流稳压器，其输出供给下述三个单元：其一，浮充电池。当电源切断后浮冗电池工作，继续向传感器供电，它可以工作两小时以上；其二，正5V稳压器。向低浓度探头(或高浓度探头)，数字显示及整个电路供电；其三，负5V稳压器。向运算放大器，报警门限与工作转换门限的电压比较器供电。

六、矿井防治水（一）矿井水文安全条件分析1、矿井开采水文地质情况牛连沟矿区处于海拔370-500m的高台山谷类型的单元上。沿鸡图公路一线是全矿自然水系统的分水岭，分水岭以西有大、小弯沟自北向南流入东孔沟河，大小弯沟是山间季节性水流，流量在0-0.5m3/s。凤山河长年有水，水量在0.03-2.0m3/s，上游洪水位标高312m，中游洪水位标高296m，下游洪水位标高272m。从以上水文地质条件可以看出，牛连沟矿是个水文地质条件简单型地区。矿井总涌水量在220-310m3/h，矿井水文地质条件比较简单。2、矿井充水因素及特征牛连沟矿区矿井涌水主要补给来源是大气降水，风化裂隙水和构造裂隙水所导通的层间水。东孔沟组矿井涌水主要来源于垂深100m内的井巷涌水。杨塔组可采煤层的露头多在玄武岩覆盖区内，玄武岩中的孔隙水及裂隙水是矿井涌水的直接补给，由于这一水量很小，因而矿井涌水不大。构造导水带是矿井深部涌水的主要形式。总之牛连沟矿矿井水文地质条件比较简单，对煤层开采影响较小。（1）矿井涌水量与矿井地貌的关系东孔沟组矿井涌水主要来源于垂深100m内的井巷涌水。杨塔组可采煤层的露头多在玄武岩覆盖区内，玄武岩中的孔隙水及裂隙水是矿井涌水的直接补给，由于这一水量很小，因而矿井涌水不大。（2）矿井涌水量和采掘深度的关系构造导水带是矿井深部涌水的主要形式，采掘深度增加对矿井涌水量增加影响不大。（3）矿井涌水量与降水量的关系牛连沟矿区地表大部分被玄武岩覆盖，大气降水对井下涌水量影响不大。（4）矿井涌水量与回采面积的关系涌水量随回采面积的增加而有所增加。（5）涌水量与构造的关系裂隙带往往富含水。（二）矿井防治水措施1、矿井开拓、开采所采取的安全保证措施（1）针对本矿井开拓布局，开采时的主要水患威胁，设计以提前探放水为主坚持“有疑必探，先探后掘，先治理，后生产”的原则，在采掘工作之前，必须采用钻探或其他方法查清水文地质条件。（2）矿井防水煤（岩）柱的留设煤柱：断层一侧30-50m煤柱；矿井境界30m；采区境界一侧留15m。2、井下探放水措施（1）探放水原则矿井必须做好水害分析预报，坚持有疑必探，先探后掘的探放水原则。矿井在建设施工及生产当中必须制定详细的探放水制度，并严格贯彻执行。建设和生产期间采掘面前进遇到下列情况之一时，必须进行探水。①接近水淹区或情况不明的井巷、老空区时；②接近含水层、导水断层和导水陷落柱时；③接近煤层露头时；④接近有出水可能的钻孔时；⑤打开隔离煤柱放水前；⑥接近其它可能出水地段时。（2）探放水安全措施在进行探放水前，必须做好以下工作和准备好必要的设备、设施：①在探放水前必须编制探放水设计，并采取防止瓦斯和其它有害气体危害等安全措施；②坚持排水设备的维护制度，保持正常排水；③坚持水沟、水仓的清理制度，保证流水畅通；④确定流水路线；⑤坚持巷道维护制度，保证巷道畅通；⑥做好安全躲避硐；⑦制定通风方法和瓦斯检查制度；⑧制定通讯联络方法和准备好通讯工具；⑨选好避灾路线；⑩制定钻眼放水措施，包括孔口装置、套管深度和套管固定方法。（3）探放水设备设计选择1台ZYG-150型钻机作为探放水钻孔设备，钻进深度150m,用于巷道掘进、需要超前探放水的地段。3、地表水防治措施及工程①矿井井口和工业场地内主要建筑物必须高于当地历年最高洪水位标高，防止下雨时洪水涌向地面生产区；②每一次下雨后，必须派专人检查井田附近的地面塌落和裂隙现象，发现漏水情况，及时处理；矿井井上下对照图上随时标注井下开采的位置及采空区位置；每年夏季汛前，由矿长组织人力、物力对地面防洪设施情况进行实地检查；⑤地面防洪以预防为主，物资材料工具应落实，井口场地应对水沟进行检查清理并汇报；⑥对雨季时的防洪及排水工作，要纳入安全生产的工作议程中，并严格执行；⑦对地面塌陷坑要及时回填、碾压密实、减少大气降水对矿井涌水的补给；⑧矿领导要经常对地面防洪设施、排水沟进行检查，发现问题应及时处理。（三）井下防治水安全设施1、排水设施（1）排水设施设计依据矿井涌水量参数：一水平：正常涌水量：265m3／h；最大涌水量：325m3／h二水平：正常涌水量：165m3／h；最大涌水量：205m3／h（2）选用排水泵型号及参数：一段水泵：200D43×8四台(其中二台工作、二台备用)。二段水泵：PJ-150×7三台(其中一台工作、二台备用)。2、选型计算矿井现采用两段排水，既一水平排水系统和二水平排水系统。其中一采区的涌水通过自流的方式流入到一水平水仓中；三采区的的涌水，通过自流的方式流入到二水平水仓中。然后由二水平水泵将水排至一水平水仓中，再由一水平水泵通过回风井排至地面。3、防水设施（1）矿井排水设备可以在规定的时间内将矿井的最大涌水排至地面。（2）在水泵房和中央变电所设置密闭门，保证水灾时水泵照常运转。（3）与浅部小煤矿留设有足够的隔离煤柱，生产时不得开采设计留设的上部隔离煤柱。（4）掘进和采掘工作面接近老窑采空区与断层带时，必须注意探水工作。应坚持“有疑必探、先探后掘”的原则。（5）采掘或其它作业时，作业地点发现明显突水征兆或大量涌水时应立即停止作业，撤出作业人员。（6）地质钻孔要进行封孔质量检查，在采掘接近钻孔时，应注意采取措施。（7）必须定期的对矿井范围内和相邻浅部小煤矿的开采情况，进行收集、调查、核实，并采取措施对其进行监督。（8）必须制定矿井防治水安全技术措施，并严格遵照执行。

七、井下其它灾害防治（一）顶板灾害防治及装备1、矿山压力显现基本因素分析该矿井各可采煤层储量可靠，煤层赋存基本稳定，煤层倾角5-23。煤层厚1.2-2.4m，平均厚1.8m。根据矿井开采经验，确定采用走向长壁后退式采煤法，机械落煤、全部陷落法管理顶板。该矿开采的煤层顶板属稳定-较稳定顶板，但随着工作面的不断扩大，会产生风化裂隙，抗压强度变小。2、一般顶板冒落灾害的防治措施及装备（1）采煤工作面顶板灾害的防治及装备①炮采工作面支护选用DZ12-30/100型单体液压支柱。柱距为0.75m，排距为0.7m。综采工作面配备ZY-28型掩护式液压支架。顶板管理：采用全部垮落法管理顶板，炮采工作面采用四、五排拄控顶，最大控顶距3.8m。②通过合理选择开采方法。开采顺序及巷道布置等，减小采场的顶板压力；③合理设计采场支护，正确确定其形式、阻力布置等参数，强化支护手段；④采面必须保持两个以上畅通的安全出口，工作面上、下出口处支护方式采用：4对8根长钢梁交替迈步前进。⑤工作要按作业规程规定及时进行支护严禁空顶作业；⑥工作面遇断层，水线，顶板破碎时，要根据具体情况改变支护方式，并制定安全措施，报主管领导批准；⑦初次放顶要有专门措施；⑧加强对工作面顶板矿压显现的观测，掌握矿压显现规律，改善顶板管理。（2）掘进工作面顶板灾害防治及装备矿井全岩掘进工作面的支护选择应根据掘进所揭露的岩石岩性以及巷道的服务年限而决定，掘进工作面的支护为螺旋钢锚杆或加金属网支护，半煤掘进工作面的支护选择应根据掘进所揭露的岩石岩性以及巷道的服务年限而决定，因此，半煤巷的服务年限均较短，故设计为锚杆支护。（3）大硐室支护的选择论证为了确保施工和生产安全，矿井的绞车房、根据硐室所处的岩石岩性、硐室功能、服务年限等决定支护参数。矿井设计中的大部分硐室均采用锚杆、锚索（或锚带网），同时喷混凝土联合支护方式。（二）爆炸材料库井下设爆炸材料库，采用壁槽式布置。采用混凝土砌碹支护，为满足爆破材料库内的防潮要求，原设计在砌碹混凝土中加入防水剂。设专用回风道与总回风大巷相通，构成独立的回风系统。根据《煤矿安全规程》要求，库房距离主要巷道距离大于60m。距行人巷的法线距离大于20m；距上下巷道的法线距离大于15m。爆炸材料库房设有两个出口，一个出口供发放爆炸材料及行人；另一出口布置在爆炸材料库回风侧。库房地面必须高于外部巷道的地面，库房和通道设置水沟。库房不得渗水，并应采取防潮措施。必须备有足够数量的消防器材。井下爆炸材料库的炸药和电雷管必须分开储存。每个壁槽储存的炸药不得超过400kg，电雷管不得超过2天的需要量。库房的发放爆炸材料硐室允许存放当班待发的炸药，但其最大存放量不得超过3箱。井下爆炸材料库必须采用矿用防爆型（矿用增安型除外）的照明设备，照明线必须使用阻燃电缆，电压不得超过127V。严禁在储存爆炸材料的壁槽内装灯。任何人员不得携带矿灯进入井下爆炸材料库。库内照明设备或线路发生故障时，在库房管理人员的监护下，检修人员可使用带绝缘套的矿灯进入库内作业。必须建立爆炸材料领退制度、电雷管编号制度和爆炸材料丢失处理办法。电雷管（包括清退入库的电雷管）在发放给爆破工前，必须用电雷管检测仪逐个做全电阻检查，并将脚线扭结成短路。严禁发放不合格的电雷管。必须按民用爆炸物品管理条例的规定，建立爆炸材料销毁制度。爆炸材料必须储存在壁槽内，壁槽之间的距离，必须符合爆炸材料安全距离的规定。井下爆炸材料库应包括库房、辅助调室和通向库房的巷道。辅助调室中，应有检查电雷管全电阻、发放炸药、电雷管编号以及保存爆破工的空爆炸材料箱和发爆器等专用硐室。井下爆炸材料库通道及专用回风道分别安设有抗冲击波密闭门、抗冲击波活门、防火门、栅栏门、隔爆水棚等安全设施。凡接触爆炸材料人员，必须穿棉布衣服或抗静电衣服。（三）电气事故防治措施及设备1、供电线路及地面变电所事故防治措施（1）供电线路事故及防治措施①可能产生的事故分析：供电线路可能产生断线等事故。②防治措施：为防止因断线事故而影响矿井的安全生产，矿井设置双回路电源供电，当一回发生断线停运时，另一回线路能保证矿井的全部用电负荷供电。（2）地面变电所事故防治措施地面6KV变电所位于工业场地内，设计遵守《10KV及以下变电所设计规范》(GB50053-94)、《电力设备过电压保护设计技术规程》(SDJ7-79)。两回架空线路均设有雷电波入侵过电压保护装置。为避免电气火灾，变