矿井通风安全情况.pdf

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1、 矿井通风安全情况 1、瓦斯 根据山西省煤炭工业局晋煤安发200988 号文“关于吕梁市 2008 年度 30 万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，永宁煤业有限公司 4 号煤层绝对瓦斯涌出量为 0.46m3/min，相对瓦斯涌出量为 0.83m3/t；二氧化碳绝对涌出量为0.53m3/min，二氧化碳相对涌出量为 0.95m3/t，为低瓦斯矿井。2010年 8 月，永宁煤业委托山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿矿井瓦斯涌出量进行预测，瓦斯涌出量预测如下表：表 6-1-1 矿井瓦斯涌出量预测结果表 生产 时期 日产量(t/d)瓦斯涌出量 生产采区(m3/t)已采采区

2、系数 合 计 (m3/t)(m3/min)初期 2727 2.14 1.15 2.46 4.66 中期 2727 3.17 1.15 3.65 6.91 后期 2727 3.14 1.20 3.77 7.14 根据预测结果，矿井属于低瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性 据山西煤矿矿用安全产品检验中心煤样检验报告：4 号煤层火焰长度 15mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量 55，煤尘有爆炸性；综上所述，井田内 4 号煤层煤尘均有爆炸性危险性，因此，在今后开拓、生产中应注意洒水防尘，定期清理巷道壁浮尘，以杜绝煤尘爆炸事故的发生。3、煤的自燃倾向 据山西煤矿矿用安全产品检验中心煤样检验报告：4 号煤层吸氧量 0.

3、6978cm3/g，属级自燃煤层。4、地温 据该矿多年的开采记录和井下调查，未发现地温、地压异常现象，本井田属地温、地压正常区。6.2 矿井通风 6.2.1 通风方式及通风系统 1、通风方式 根据开拓部署，矿井采用中央分列式通风方式。主扇的工作方式采用抽出式。2、通风系统 4 号煤通风系统如下：新鲜风流主斜井(副立井)4 号煤轨道大巷(运输大巷)工作面运输顺槽回采工作面回风顺槽4号煤回风大巷集中回风巷回风立井地面。6.2.2 井筒数目、位置、服务范围及服务时间 由于本矿井井田面积较小，煤层比较薄，矿井达产时为一井两面，井筒数目为 3 个，其中主斜井、副立井进风，回风立井为专用回风井。三个井筒服

4、务于全矿井，服务年限21.6a。6.2.3 掘进通风及硐室通风 达到设计产量时，4 号煤层配备一个炮掘面和一个综掘面，为独立通风。掘进工作面通风采用局扇，压入式通风，双巷掘进时局扇型号为FBD5.6/27.5，功率为 15kW。井下硐室除爆破材料发放硐室、采区变电所、消防材料库采用独立通风外，其余均采用新风并联或扩散通风。6.2.4 矿井风量、通风阻力及等积孔计算 根据山西省煤炭工业局综合测试中心提供的永宁煤业矿井瓦斯涌出量预测报告，对该矿矿井瓦斯涌出量进行预测，瓦斯涌出量预测如表6-2-1、6-2-2。表 6-2-1 各采区回采工作面瓦斯涌出预测结果表 开采时期 煤层 采区 瓦斯 含量（m3

5、/t）日产量（t）瓦斯涌出量 开采层（m3/t）邻近层（m3/t）合计 相对涌出量（m3/t）绝对涌出量 初期 4 号 一采区 3.58 1727 0.86 0.25 1.11 1.33 6 号 二采区 4.20 864 1.50 0.35 1.85 1.11 中期 6 号 二采区 4.20 864 1.50 0.35 1.85 1.11 10 号 二采区 4.50 1727 1.82 0.29 2.11 2.53 后期 10 号 一采区 4.50 2590 1.82 0.29 2.11 3.80 表 6-2-2 生产采区瓦斯涌出量预测结果 生产 时期 日产量(t/d)煤层 采区瓦斯涌出量 回

6、采(m3/t)产量（t）掘进(m3/min)采空区 系数 合 计(m3/t)(m3/min)初期 2727 4 号 1.11 1727 0.21 1.25 2.14 4.05 6 号 1.85 864 0.19 中期 2727 6 号 1.85 864 0.19 1.25 3.17 6.00 10 号 2.11 1727 0.39 后期 2727 10 号 2.11 2590 0.39 1.30 3.14 5.95 一、风量计算 矿井生产分为三个时期，分别为投产初期 4 号煤生产 0.6Mt/a，6 号煤生产 0.3Mt/a；生产中期 6 号（5 号）煤生产 0.3Mt/a，10 号煤生产 0

7、.6Mt/a；生产后期 10 号煤生产0.9Mt/a。瓦斯预测也是根据各个生产时期个煤层的产量进行的预测，因此风量需要根据不同时期分别计算。根据煤矿安全规程，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：1、按井下同时工作的最多人数所需风量计算 Qkj4NK4991.25495(m3/min)8.25m3/s 式中：4每人每分钟供风标准 m3/min，人；N井下同时工作的最多人数，99 人(交接班)；K矿井通风系数，取 1.25。2、按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算 Q(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通 式中：Q采采煤工作面实际需要风量的总和；Q

8、备备用工作面实际需要风量的总和，取0.5Q采；Q掘掘进工作面实际需要风量的总和；Q硐硐室实际需要风量的总和；Q其它其它井巷需要进行通风的风量总和；K矿通矿井通风系数，取 1.2。(1)4 号煤层采煤工作面实际需要风量的计算 按照工作面的气象条件确定需要风量，其计算公式为：Q采 4Q基本K采高K采面长K温 式中：Q采 44 号煤采煤工作面需要风量，m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；Q基本60工作面平均控顶距工作面实际采高70%适宜风速，（不小于 1.0m/s）=605.51.6270%1.0=374.21.0m/min=6.24 m3/s K采高回采工作面采高调

9、整系数，取 1.0；K采面长回采工作面长度调整系数，取 1.0；K温回采工作面温度与对应风速调整系数，取 1.0；Q采 46.241.01.01.0=6.24 m3/min 按瓦斯涌出量计算 Q采 4=100q采 4Kc=1001.331.4=186.2m3/min=3.10m3/s 式中：q采 44 号煤采煤工作面绝对瓦斯涌出量，根据预测取 1.33m3/min；Kc采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数，取 1.4。按回采工作面温度计算：Q采 4=60VcScKi 式中 Vc与计算工作面的温度相对应的风速，取 1.0m/s；Sc工作面的平均断面积，为 8.77m2；Ki工作面长度系数，取

10、 1.1 Q采 4=601.08.771.1=578.8m3min=9.65m3s 按人数计算 Q采 4=4N 式中 N采煤工作面内同时工作的最多人数，为 34 人；Q采 4=434=136m3min=2.27m3s 经计算，按回采工作面温度计算的风量最大，故回采工作面风量取最大值：Q采 4=9.65m3/s。4 号煤备用工作面的风量取回采工作面风量的一半，则 Q备 4=4.83m3/s。按风速进行验算 采用最低风速验算：Q采 415S采大=159.28=139.2m3min 采用最高风速验算：Q采 4240S采小=2408.26=1982.4m3min 满足风速要求。(2)4 号煤层掘进工作

11、面实际需要风量的计算 按瓦斯涌出量计算：Q掘 4100q掘 4kd 式中：q掘 4掘进工作面绝对瓦斯涌出量，根据预测取0.21m3/min；kd掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取Kj1.7；Q掘 4100q掘 4Kj1000.211.735.7m3/min0.60m3/s 按人数计算 Q掘 44N 式中：N掘进工作面内同时工作的最多人数，15 人。Q掘 441560m3/min1.0 m3/s 每个掘进工作面配备一台 FBD5.6/7.52 型局部扇风机，其风量 180-300m3/min，本设计取 300m3/min。为保证局部扇风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速为0.15m/s，断

12、面最大的掘进工作面配风量按下式计算：Q掘 4Q局I+600.15S掘 式中：Q局局部通风机吸风量，m3/min；I 局部通风机的台数，I1；S掘掘进工作面巷道过风断面，平均 S掘9.6m2。Q掘 4=300+0.15609.6=386.4m3/min=6.44m3s 经计算，按局扇的实际吸风量计算的风量最大，故 4 号煤掘进工作面风量取最大值：Q掘 4=6.44m3s 本次 4 号煤设计掘进工作面 2 个，每个工作面配风量 6.44m3/s。则：Q掘 412.88m3/s；考虑到矿井采掘接替时掘进巷道停掘不停风的原则，4 号煤考虑一个接替掘进工作面，Q备掘 4=6.44m3/s 按风速进行验算

13、 采用最低风速验算：Qcm15S掘大159.6144m3/min2.4m3/s 采用最高风速验算：Qcm240S掘小2409.62304m3/min38.4m3/s 满足风速要求。(3)6 号煤层采煤工作面实际需要风量的计算 按照工作面的气象条件确定需要风量，其计算公式为：Q采 6Q基本K采高K采面长K温 式中：Q采 66 号煤采煤工作面需要风量，m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；Q基本60工作面平均控顶距工作面实际采高70%适宜风速，（不小于 1.0m/s）=604.81.1570%1.0=231.84m/min=3.86 m3/s K采高回采工作面采高调整

14、系数，取 1.0；K采面长回采工作面长度调整系数，取 1.0；K温回采工作面温度与对应风速调整系数，取 1.0；Q采 63.861.01.01.0=3.86 m3/min 按瓦斯涌出量计算 Q采 6=100q采 6Kc=1001.111.4=155.4m3/min=2.59m3/s 式中：q采 66 号煤采煤工作面绝对瓦斯涌出量，根据预测取 1.11m3/min；Kc采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数，取 1.4。按回采工作面温度计算：Q采 6=60VcScKi 式中 Vc与计算工作面的温度相对应的风速，取 1.0m/s；Sc工作面的平均断面积，为 6.23m2；Ki工作面长度系数，取

15、1.1 Q采 6=601.06.231.1=411.2m3min=6.85m3s 按人数计算 Q采 6=4N 式中 N采煤工作面内同时工作的最多人数，为 30 人；Q采 6=430=120m3min=2.0m3s 经计算，按回采工作面温度计算的风量最大，故回采工作面风量取最大值：Q采 6=6.85m3/s。6 号煤备用工作面的风量取回采工作面风量的一半，则 Q备 6=3.43m3/s。按风速进行验算 采用最低风速验算：Q采 615S采大=156.59=98.9m3min 采用最高风速验算：Q采 6240S采小=2405.87=1408.8m3min 满足风速要求。(4)6 号煤层掘进工作面实际

16、需要风量的计算 按瓦斯涌出量计算：Q掘 6100q掘 4kd 式中：q掘 66 号煤掘进工作面绝对瓦斯涌出量，根据预测取0.19m3/min；kd掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取Kj1.7；Q掘 6100q掘 6Kj1000.191.732.3m3/min0.54m3/s 按人数计算 Q掘 64N 式中：N掘进工作面内同时工作的最多人数，15 人。Q掘 641560m3/min1.0 m3/s 每个掘进工作面配备一台 FBD5.6/7.52 型局部扇风机，其风量 180-300m3/min，本设计取 300m3/min。为保证局部扇风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速为0.15m/s，

17、断面最大的掘进工作面配风量按下式计算：Q掘 6Q局I+600.15S掘 式中：Q局局部通风机吸风量，m3/min；I 局部通风机的台数，I1；S掘掘进工作面巷道过风断面，平均 S掘9.6m2。Q掘 6=300+0.15609.6=386.4m3/min=6.44m3s 经计算，按局扇的实际吸风量计算的风量最大，故 6 号煤掘进工作面风量取最大值：Q掘 6=6.44m3s 本次 6 号煤设计掘进工作面 2 个，每个工作面配风量 6.44m3/s。则：Q掘 412.88m3/s。考虑到矿井采掘接替时掘进巷道停掘不停风的原则，6 号煤考虑一个接替掘进工作面，Q备掘 6=6.44m3/s 按风速进行验

18、算 采用最低风速验算：Qcm15S掘大1510.92163.8m3/min2.7m3/s 采用最高风速验算：Qcm240S掘小2409.62304m3/min38.4m3/s 满足风速要求。(5)10 号煤层采煤工作面实际需要风量的计算 按照工作面的气象条件确定需要风量，其计算公式为：Q采 10Q基本K采高K采面长K温 式中：Q采 1010 号煤采煤工作面需要风量，m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；Q基本60工作面平均控顶距工作面实际采高70%适宜风速，（不小于 1.0m/s）=605.54.170%1.0=947.1m/min=15.79 m3/s K采高回

19、采工作面采高调整系数，取 1.3；K采面长回采工作面长度调整系数，取 1.0；K温回采工作面温度与对应风速调整系数，取 1.0；Q采 1015.791.31.01.0=20.52 m3/min 按瓦斯涌出量计算 Q采 10=100q采 10Kc=1002.531.4=354.2m3/min=5.90m3/s 式中：q采 1010 号煤采煤工作面绝对瓦斯涌出量，根据预测取 2.53m3/min；Kc采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数，取 1.4。按回采工作面温度计算：Q采 10=60VcScKi 式中 Vc与计算工作面的温度相对应的风速，取 1.0m/s；Sc工作面的平均断面积，为 20.

20、9m2；Ki工作面长度系数，取 1.1 Q采 10=601.020.91.1=1379.4m3min=22.99m3s 按人数计算 Q采 10=4N 式中 N采煤工作面内同时工作的最多人数，为 30 人；Q采 10=430=120m3min=2.0m3s 经计算，按回采工作面温度计算的风量最大，故回采工作面风量取最大值：Q采 10=22.99m3/s。10 号煤备用工作面的风量取回采工作面风量的一半，则 Q备 10=11.5m3/s。按风速进行验算 采用最低风速验算：Q采 1015S采大=1523.49=352.4m3min 采用最高风速验算：Q采 10240S采小=24020.91=5018

21、.4m3min 满足风速要求。(6)10 号煤层掘进工作面实际需要风量的计算 按瓦斯涌出量计算：Q掘 10100q掘 4kd 式中：q掘 10掘进工作面绝对瓦斯涌出量，根据预测取0.39m3/min；kd掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取 Kj1.7；Q掘 10100q掘 10Kj1000.391.766.3m3/min1.11m3/s 按人数计算 Q掘 104N 式中：N掘进工作面内同时工作的最多人数，15 人。Q掘 1041560m3/min1.0 m3/s 每个掘进工作面配备一台 FBD5.6/7.52 型局部扇风机，其风量 180-300m3/min，本设计取 300m3/min。为保证

22、局部扇风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速为0.15m/s，断面最大的掘进工作面配风量按下式计算：Q掘 10Q局I+600.15S掘 式中：Q局局部通风机吸风量，m3/min；I 局部通风机的台数，I1；S掘掘进工作面巷道过风断面，平均 S掘18m2。Q掘 10=300+0.156018=462m3/min=7.7m3s 经计算，按局扇的实际吸风量计算的风量最大，故 10 号煤掘进工作面风量取最大值：Q掘 10=7.7m3s 本次 10 号煤设计掘进工作面2 个，每个工作面配风量7.7m3/s。则：Q掘 1015.4m3/s；考虑到矿井采掘接替时掘进巷道停掘不停风的原则，10 号煤考虑

23、一个接替掘进工作面，Q备掘 10=7.7m3/s 按风速进行验算 采用最低风速验算：Qcm15S掘大1518270m3/min4.5m3/s 采用最高风速验算：Qcm240S掘小240184320m3/min72m3/s 满足风速要求。(7)硐室需要风量 4 号煤层独立通风硐室 2 个，采区变电所配风量 2 m3/s，爆破材料发放硐室配风量 2 m3/s，Q硐 44m3/s。6 号煤层独立通风硐室 2 个，采区变电所配风量 2 m3/s，消防材料库配风量 2 m3/s，Q硐 64m3/s。10 号煤层独立通风硐室 2 个，采区变电所配风量 2 m3/s，消防材料库配风量 2 m3/s，Q硐 1

24、04m3/s。(8)其他需风量 其他用风地点包括大巷和硐室之间的联络巷以及巷道维护风量。Q其它=4m3/s 经过以上各煤层风量计算，则矿井总风量为：(1)矿井初期(4 号、6 号煤保证矿井设计生产能力)Q=(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通 =（9.65+6.85+12.88+12.88+4.83+3.43+6.44+6.44+4+4+4）1.2=90.48m3s，取 91m3s(2)矿井中期(6 号、10 号煤保证矿井设计生产能力)Q=(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通 =（6.85+22.99+12.88+15.4+3.43+11.5+6.44+7.7+4+4+4）1.2=11

25、9.0m3s，取 119m3s(3)矿井后期(10 号煤保证矿井设计生产能力)Q(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通 =（22.99+11.5+15.4+7.7+4+4）1.276.3m3s，取 77m3s 需要说明的是：以上生产中期计算 10 号煤产量为 0.6Mt/a，矿井开采后期 10 号煤产量为 0.9Mt/a。由于 10 号煤层为低瓦斯矿井，工作面风量计算主要依据的是工作面温度和局扇的吸风量，若按工作面 0.9Mt/a 计算时工作面所需风量小于按温度计算的风量，故矿井后期开采时 10 号煤产量达 0.9Mt/a 时矿井所需风量也为 77m3/s。二、风量分配 1、矿井初期(4 号

26、、6 号煤保证矿井设计生产能力)共需风量 91m3/s，分配如下：(1)分配到 4 号煤层各用风地点：回采工作面：14m3/s；掘进工作面：2816m3/s；采区变电所：2m3/s；爆破材料发放硐室：2m3/s；备用工作面：7m3/s；其它用风地点：7m3/s。(2)分配到 6 号煤层各用风地点：回采工作面：10m3/s；掘进工作面：2816m3/s；采区变电所：2m3/s；消防材料库：2m3/s；备用工作面：5m3/s；其它用风地点：8m3/s。根据以上风量计算各井筒分配如下：主斜井进 40m3/s，副立井进 51m3/s。2、矿井中期(6 号（5 号）、10 号煤保证矿井设计生产能力)共需

27、风量 119 m3/s，分配如下：(1)分配到 6 号煤层各用风地点：回采工作面：10m3/s；掘进工作面：2816m3/s；采区变电所：2m3/s；消防材料库：2m3/s；备用工作面：5m3/s；其它用风地点：8m3/s。(2)分配到 10 号煤层各用风地点：回采工作面：30m3/s；掘进工作面：2918m3/s；采区变电所：2m3/s；消防材料库：2m3/s；备用工作面：15m3/s；其它用风地点：9m3/s。根据以上风量计算各井筒分配如下：主斜井进 50m3/s，副立井进 69m3/s。3、矿井后期(10 号煤保证矿井设计生产能力)共需风量 77 m3/s，分配如下：回采工作面：30m3

28、/s；综掘进工作面：2918m3/s；采区变电所：2m3/s；消防材料库：2m3/s；备用工作面：15m3/s；其它用风地点：10m3/s。根据以上风量计算各井筒分配如下：主斜井进 30m3/s，副立井进 47m3/s。三、负压及等积孔计算 1)矿井负压采用下式计算：h(LPQ2)/S3h局 式中：h矿井通风总阻力，Pa；井巷摩擦阻力系数，Ns2/m4；L井巷长度，m；P巷道断面净周长，m；S井巷净断面面积，m2；Q通过井巷的风量，m3/s；h 局局部通风阻力，按摩擦阻力的 15计。根据以上计算可知，矿井中期回采 6 号、10 号煤时风量、负压最大，本次通风计算依据矿井中期进行计算。经计算，矿

29、井前期通风容易时期通风总阻力为 1307Pa，矿井通风困难时期的通风总阻力为 1661Pa。通风容易时期和通风困难时期的通风总阻力计算见表 6-2-3 和表 6-2-4。2)矿井等积孔根据下式计算：hQA/19.1 式中：A矿井等积孔，m2；Q矿井风量，m3/s；h矿井负压，Pa。经计算，矿井前期开采时通风容易时期矿井等积孔：Al3.92m2，通风困难时期等积孔：A23.47m2，矿井前期开采通风难易程度属容易。6.2.5 通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 1、通风主要设施 井下通风设施有风门、调节风门、密闭、风桥、风帘等，其结构和设置简述如下：(1)风门：在有人、车通行，但需隔断风流的巷道

30、中，必须安设风门，其中进、回风井之间和主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须安设两道联锁的正向风门和两道反向 风门。根据使用条件不同，风门的建造材料有包铁皮木板结构，也有完全用金属材料制成的。按风门的启动方式，分为普通风门和自动风门。(2)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，大巷需要调节风流的巷道中。(3)密闭：分为永久密闭和临时密闭两种，用于隔绝风流。永久密闭用实心砖或混凝土块砌成，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹上砂浆，主要设在进回风大巷之间的横贯中，封闭采空区。临时密闭用实心砖或混凝土块砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风巷一侧墙面抹上砂浆，主要设在临时不用的

31、巷道口。(4)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、回风巷隔开。本矿风桥布置在采区工作面运输顺槽横穿回风大巷交岔处。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，在混凝土上方填 0.51.0m 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实心砖砌墙，上架钢梁，壁面抹砂浆，顶部覆盖经防腐处理后的波纹薄钢板。(5)风帘：采用不燃性材料制作，主要设在回采工作面的机头、机尾、掘进工作面有关巷道中，用于疏导风流，排除局部瓦斯。2、防止漏风和降低风阻的措施 为保证矿井正常

32、通风和安全生产，根据通风系统需要，必须按规定设置风门、调节风门、风墙、风桥和风帘等通风设施和安全监测系统。为防止矿井漏风，通风设施要按作业规程施工，以保证应有的作用。对矿井通风系统要经常检查，通风设施要完备齐全，对有损坏的地方要及时修补更换，以防止风流短路等不良后果发生。另外，设计要求井巷壁面光滑，及时修复巷道，清除堵塞巷道，以减少通风阻力。6.3 灾害预防及安全装备 本矿为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，属于级自燃煤层，水文地质条件中等，顶板为砂质泥岩，底板为砂岩。影响本矿安全的主要危险有害因素有：矿井瓦斯爆炸、煤尘爆炸、矿井突水以及顶板事故。煤矿生产必须坚持“安全第一、预防为主、综合治理”

33、的方针，严格执行煤矿安全规程的有关规定，制定出相应的作业规程，操作规程及详细的安全措施。6.3.1 预防瓦斯爆炸的措施 本矿虽为低瓦斯矿井，但不能有麻痹思想，对于瓦斯的管理不能有半点马虎，必须加强瓦斯的日常管理，防止瓦斯爆炸。1、必须加强通风管理，矿井通风必须做到连续、有效、稳定；井下各用风地点的风量必须严格控制，达到设计所要求的风量。2、采掘工作面和生产巷道中的瓦斯浓度必须严格控制在煤矿安全规程允许范围之内，并要及时处理局部积存的瓦斯，当局部瓦斯超限时，必须马上停产进行处理，待瓦斯浓度降低到煤矿安全规程允许范围之内时方可恢复正常生产。3、局部巷道风速过高或过低时，应利用井下通风设施来保证巷道

34、的最高和最低风速要求，满足煤矿安全规程的要求。4、在回采工作面以及相连的工作面巷道中、掘进工作面设置瓦斯传感器，动态检测瓦斯中的瓦斯含量，并将信息及时传输到地面的控制室，在主要地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时切断电源，必须配备专职瓦斯检查员。5、为防止瓦斯灾害事故的扩大，应在井下主要地点设置隔爆水棚，回风井井口设防爆门，主要通风机能及时反风。6、严格控制和管理生产中可能的引火热源，绝对禁止明火入井。7、下井人员一律配带矿灯和自救器，禁止明火作业，采用隔爆型电气设备。8、必须使用矿用安全炸药，井下放炮要实行“一炮三检”制度。6.3.2 预防煤尘爆炸的措施 根据地质报告资料，本矿 4、6

35、、10 号煤层具有煤尘爆炸危险性，为了确保矿井的安全生产，改善工作环境，保护工人身体健康，生产过程中必须采取以下措施。1、矿井必须建立完善的防尘供水系统。2、采煤工作面必须采取煤层开采前预注水、根据采区巷道布置和采煤方法，结合煤层特征，采煤工作面煤层注水选用下向双向短钻孔注水方式，即在回采顺槽内超前工作面推进度 1 个月，垂直煤壁，打双向短钻孔的注水方式。根据煤层节理裂隙发育，工作面长度、注水时间、注水压力和注水钻机能力等，确定钻孔长度为 65m，钻孔角度与煤层角度基本一致。钻机选用 MYZ-200、22kW 钻机 4 台，钻孔直径 65mm，钻孔间距 20m。封孔方式采用水泥砂浆封孔。设计封

36、孔深度暂按 5m 考虑。选用动压注水系统。采煤工作面必须采取喷雾、洒水及其它综合防尘措施。1）、注水压力 根据该矿煤层硬度，注水采用中压注水，注水压力暂按 4-6MPa 考虑。生产中可根据煤层的透水性情况，由注水泵站调整煤层注水压力。2）、单孔注水量(1)双向钻孔注水时孔长的计算 L=L1M 式中：L钻孔长度，m；L1工作面的一半长度，m；M与煤层透水性和钻孔方向有关的参数，10m。则 4 号煤 L=L1M=7510=65m 6 号煤 L=L1M=7510=65m 本次设计采用双向注水，根据计算 4 号煤单侧钻孔长度为 65m，6 号煤单侧钻孔长度为 65m。由此计算 4 号煤双侧钻孔长度为

37、130m，6 号煤双侧钻孔长度为 130m。(2)钻孔间距 钻孔间距可根据煤层湿润半径计算，按经验取 20m。(3)钻孔注水量按下式计算：Q=BL1M(W1W2)K 式中：Q一个钻孔注水量，m3；B孔间距 20m；L1工作面长度（4 号煤 150m，6 号煤 150m）；M煤层厚度，4 号煤煤层平均厚 1.62 m，10 号煤煤层平均厚 1.15m；煤容重，4 号煤为 1.41t/m3，6 号煤为 1.43t/m3；W1注水后要求达到的水分取 4%；W2煤层原有水分，4 号煤层 1.18%，6 号煤层 0.54%；K考虑围岩吸收水分，水的漏失和注水不均匀系数，取 1.5。则：4 号煤双向两个钻

38、孔注水量 Q9 号煤=201501.621.41(4%-1.18%)1.5=289.7m3 6 号煤双向两个钻孔注水量 Q10 号煤=201501.151.43(4%-0.54%)1.5=256.05m3 3）、矿井日注水量 矿井日注水量按下式计算：Q日=K1G(W1W2)式中：Q日矿井日注水量 m3；K1注水系数，取 1.5；G矿井计划注水回采工作面日产量(4 号煤日产量 1818t/d、6 号煤日产量909t/d)。Q4 号煤日=1.51818(4%1.18%)=76.9m3 Q6 号煤日=1.5909(4%0.54%)=47.1m3 4）、注水流量(或注水速度)与注水时间 单孔注水流量按

39、 6m3/h 考虑，注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止，注水煤体全面湿润的标志为湿润范围内煤壁出现均匀的“出汗”渗水，2 台泵同时注 9 号煤每日注水时间约 7h，2 台泵 10 号煤每日注水时间约 8h。5）、注水设备及仪器 煤层注水钻机：MYZ-200 型，4 台；煤层注水泵：7BZ-4.5/130，4 台；夹布压力胶管(与泵配套)：240m；冷拨无缝钢管(与泵配套)：2240m；高压钢丝编织胶管(与泵配套)：2200m；快速接头：K 型，240 个；安全阀：22 个；内螺纹升降止回阀：H41H-160 型，22 个；弹簧式压力表：28 个；叶轮湿式水表：22 个；高压注水表：DC-

40、4.5/200 型，24 个；等量分流器：DF-3 型，28 个；高压闸阀：JBH-160III，28 个；钢制三通：28 个；便携式快速水分测定仪：WM-A 型，22 个。3、掘进工作面必须采用湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。4、采掘机械均应安装有效的内外喷雾装置，严禁干式作业。5、煤仓放煤口、输送机、装煤机和其它煤炭转载点等地点都必须敷设防尘供水管路，并安设支管和阀门，配备喷雾洒水装置或设置除尘器，并保持喷雾洒水系统的完好性，作业时进行喷雾降尘或用除尘器除尘，液压支架架间喷雾降尘。6、必须及时清除巷道中的浮煤、清扫或冲洗沉积煤尘，应定期对主

41、要大巷进行刷浆工作，定期撒布岩粉，以减少巷道中堆积的落尘。7、加强通风管理，控制巷道风速，防止煤尘飞扬。8、井下所有局部扇风机均按要求设除尘器。9、根据煤矿安全规程第 155 条规定的矿井井下的各相关地点必须用水棚或岩粉棚隔开，矿井应每周至少检查 1 次隔爆设施的安装地点、数量、水量或岩粉量及安装质量是否符合要求。10、采取有效措施防止引燃，杜绝非生产需要的火源，严格控制生产中可能发生的热源。6.3.3 隔爆措施 一、隔爆水棚设置地点 根据煤矿安全规程要求，防止爆炸由局部扩大为全矿性的灾难，设计中采用在井下容易发生爆炸的地点设置隔爆水棚措施。设置地点如下：1、矿井两翼与井筒相连通的主要大巷设置

42、集中式主要隔爆水棚；2、采区运输巷道和回风巷道中，设置集中式主要隔爆水棚；3、在井底煤仓上下口相连的巷道设置集中式主要隔爆水棚；4、采煤工作面进、回风顺槽设置集中式辅助隔爆水棚；5、采区内的煤和半煤巷掘进巷道设置集中式辅助隔爆水棚。二、隔爆水棚（一）水棚的结构与选型 设计主要水棚采用隔爆水槽，其型号为 YHYK36GL60，规格为 60L，结构参数为900mm400mm250mm；辅助水棚采用隔爆水袋，其型号为GBSD-40，规格为40L，结构参数为600mm400mm250mm。（二）水棚的布置与计算 1、水棚在巷道设置位置(1)水棚应设置在直线巷道内；(2)水棚与巷道交叉口，转弯处的距离应

43、保持 5075m；与风门的距离须大于 25m；(3)第一排集中水棚与工作面的距离必须保持 60200m，第一排分散式水棚与工作面的距离必须保持3060m；(4)在应设辅助隔爆水棚的巷道应设多组水棚，每组间距不大于200m。2、水棚排间距离与水棚的棚区长度：(1)集中式水棚间距离为 1.23.0m，分散式水棚沿巷道分散布置，两个袋组的间距为1030m；(2)集中式主要水棚的棚区长度不小于 30m，集中式辅助棚区长度不小于 20m，分散式的棚区长度不小于 200m。3、安装方式：(1)隔爆水棚的安装方式：吊挂式。原则是：当受爆炸冲击力时，水容易泼出。布置应符合以下规定：断面 S35 断面 S50

44、断面 S12m2时，nB/Ll0065 式中：n一排棚上的水槽(袋)个数，B水棚迎风断面宽度；L水棚所在水平巷道宽度。(2)水槽、水袋之间的间隙与水槽水袋同支架或巷道壁之间的间隙之和不得大于 1.5m，特殊情况下不超过 1.8m，两个水槽、水袋之间的间隙不得大于 1.2m。水槽、水袋边与巷壁、支架、顶板、构物架之间的距离不得小于 0.1m、水槽水袋底部至顶梁的距离不得大于1.6m，如顶梁大于1.6m，则必须在该水槽或水袋的上方增设一个水槽或水袋。(3)水棚距巷道轨面不小于 1.8m，应保持统一高度，需要挑顶时，水棚区内巷道断面与其前后各 20m 长的巷道断面一致。(4)吊挂水槽或水袋，挂勾位置

45、要对正，相向布置。挂勾为直径48mm 的圆钢，挂勾角度为 605，弯勾长度25mm。4、水槽、水袋棚的管理及注意事项(1)要经常保持水槽、水袋的完好和规定的水量；上边缘需成水平状态；(2)每月检查一次。5、水棚设置与计算 (1)每组水棚水量依下式计算 每组水棚水量依下式计算：G=gS 式中：G总水量，kg；g每 m2巷道需水量，L/m2，主要隔爆水棚 400L/m2，辅助隔爆水棚 200 L/m2 S巷道断面积，m2。4 号煤运输大巷净断面积 8.07m2，4 号煤轨道大巷净断面积 8.07m2，4 号煤回风大巷净断面积 8.07m2；6 号煤运输大巷净断面积 10.92m2，6 号煤轨道大巷

46、净断面积 10.92m2，6 号煤回风大巷净断面积 10.92m2；4 号煤运输顺槽净断面积 9.6m2，4 号煤回风顺槽净断面积9.6m2，6 号煤运输顺槽净断面积 9.6m2，6 号煤回风顺槽净断面积 9.6m2，6 号煤上仓皮带巷净断面积 7.98m2。则 4 号煤运输大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G运主4008.07=3228L=3.228m3。4 号煤轨道大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G轨主4008.07=3228L=3.228m3。4 号煤回风大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G回主4008.07=3228L=3.228m3。6 号煤运输大巷大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G运主4001

47、0.92=4368L=4.368m3。6 号煤轨道大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G轨主40010.92=4368L=4.368m3。6 号煤回风大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G回主40010.92=4368L=4.368m3。6 号煤上仓胶带巷每组主要隔爆水棚总水量为 G上仓4007.98=3192L=3.192m3 4 号煤运输顺槽每组辅助隔爆水棚总水量为：G运辅2009.6=1920L=1.92m3。4 号煤回风顺槽每组辅助隔爆水棚总水量为：G回辅2009.6=1920L=1.92m3。6 号煤运输顺槽每组辅助隔爆水棚总水量为：G运辅2009.6=1920L=1.92m3。6 号煤回风顺槽

48、每组辅助隔爆水棚总水量为：G回辅2009.6=1920L=1.92m3。(2)单架水棚水量 设计主要水棚采用隔爆水槽，其型号为 YHYK36GL60，规格为 60L，每一架上放 3 个水槽，水量 Gn 主=603=180L，辅助水棚水袋型号为 GBSD-40，其水袋规格为 40L，每一架上放 3 个水袋，水量 Gn 主=403=120L。(3)水棚架数 n n=G/Gn 4 号煤运输大巷、轨道大巷、回风大巷主要隔爆水棚 n运主=G运主/Gn 主=3228/180=17.9 架，取 18 架，n轨主=G轨主/Gn 主=3228/180=17.9 架，取 18 架，n回主=G回主/Gn 主=322

49、8/180=17.9 架，取 18 架，6 号煤运输大巷、轨道大巷、回风大巷主要隔爆水棚 n运主=G运主/Gn 主=4368/180=24.27 架，取 25 架，n轨主=G轨主/Gn 主=4368/180=24.27 架，取 25 架，n回主=G回主/Gn 主=4368/180=24.27 架，取 25 架，6 号煤上仓胶带巷每组主要隔爆水棚 N上仓=G上仓/G上仓=3192/180=17.7 架，取 18 架，4 号煤工作面运输顺槽、回风顺槽辅助隔爆水棚 n运辅=G运辅/Gn 辅=1920/120=16 架 n回辅=G回辅/Gn 辅=1920/120=16 架 6 号煤工作面运输顺槽、回风

50、顺槽辅助隔爆水棚 n运辅=G运辅/Gn 辅=1920/120=16 架 n回辅=G回辅/Gn 辅=1920/120=16 架(4)水棚棚区长度 L L=nC 式中：L水棚长度，m;n水棚架数，架;C水棚间距，m。大巷分别取 1.25、1.5m、2.0m；工作面运输顺槽、回风顺槽取 1.5m。4 号煤运输、轨道、回风大巷主要隔爆水棚棚区长度 L运主=(18-1)2.0=34m L轨主=(18-1)2.0=34m L回主=(18-1)2.0=34m 6 号煤运输、轨道、回风大巷主要隔爆水棚棚区长度 L运主=(25-1)1.25=30m L轨主=(25-1)1.25=30m L回主=(25-1)1.