矿井通风系统安全论述与分析毕业论文设计

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1、( 此文档为word 格式，下载后您可任意编辑修改！)河南理工大学成人教育学院毕业设计 (论文 )毕业设 计（ 论 文）题 目鹤煤六矿通风系统安全论述与分析站别鹤壁站年级专业矿井通风专科学生姓名小碗熊指导教师2013年10 月5 日河南理工大学成人教育学院毕业设计（论文）任务书站名鹤壁站年级专业矿井通风学生姓名一、设计（论文）题目：鹤煤六矿通风系统安全论述与分析二、设计（论文）任务与要求任务：根据矿井基本条件确定矿井通风系统；矿井总风量的计算和分配；矿井通风阻力计算；选择通风设备等。要求：将足够的新鲜空气有效的送到井下工作场所，保证生产和创造良好的工作条件；通风系统简单、风流稳定、易于管理，具

2、有抗灾能力；发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出；有符合规定的井下安全与环境监测系统或检测措施；系统的综合经济效益好。三、设计（论文）时间：2013 年10 月5 日至2013 年11 月5 日指导教师（签名）成教院院长（签名）河南理工大学成人教育学院毕业设计（论文）评定书站名鹤壁站年级专业矿井通风学生姓名一、设计（论文）题目：鹤煤六矿通风系统安全论述与分析二、设计（论文）共30 页，附图 2张三、审阅意见及评语根据学院教学管理的有关规定，同意（不同意）该生参加毕业答辩指导教师（签名）职称工作单位河南理工大学成人教育学院毕业设计（论文）答辩委员会（小组）决议站名鹤壁站该生于年级专业2013

3、年矿井通风学生姓名1111 进行毕业设计（论文）答辩设计（论文）题目：鹤煤六矿通风系统安全论述与分析答辩委员会：主任委员（组长）委员（成员）答辩学生向答辩委员会（小组）提交如下资料：设计（论文）说明书共页设计（论文）图纸共页指导教师评阅意见共页根据学生所提供的毕业设计（论文）材料和指导教师意见以及在答辩过程中学生回答问题的情况，毕业设计（论文）答辩委员会（小组）作出如下决议：一、毕业设计（论文）的总评语二、毕业设计（论文）的总评成绩：毕业设计答辩委员会主席（组长）（签名）委员（成员）（签名）年月日摘 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

4、分重要。根 据鹤煤六矿的实际情况，结合目前安全生产技术，对鹤煤六矿进行了安全设计。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。根据鹤煤六矿开拓方式和地质构造，选择了合理的通风系统，通风设备,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，根据矿井通风各种数据如:各风井等积孔及负压,矿井通风阻力分布情况对矿井通风系统的合理性和可靠性进行分析,提出建议。针对鹤煤六矿具体情况，在火灾防治方面，设计了煤自然火灾防治措施。在通风系统方面，设

5、计了保证通风系统稳定的措施。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。关键词:需风量设计通风安全瓦斯防灭火安全监测目 录摘 要.I目录 .I I第 1章 矿井概况及安全条件.111.1矿井简介 .11.2矿井通风与瓦斯 .11.3矿井瓦斯抽放 .21.4矿尘 .21.5矿层自燃性 .31.6煤层顶底板岩性 .31.7矿井涌水 .31.8矿井供电 .41.9矿井提升和运输 .5第 2 章矿井通风 .82.1现行风量设计 .82.1.1采煤工作面需风量. 82.1.2掘进工作面需风量

6、. 102.1.3其它地点需风量及总计 . . 112.2现有通风方式及通风系统 . . 122.2.1现有风井数目、位置、服务范围及服务时间 .122.2.2采掘工作面及硐室通风 . . 122.2.3井下通风设施及构筑物布置 . .122.2.4安全逃生途径 .122.2.5通风设备选取及反风 . .252.2.6矿井风量、风压及等积孔 . . 262.2.7矿井阻力测定及分析 . .262.2.8保证矿井通风系统风量稳定措施. . 26第 3 章矿井 防灭 火 .193.1概 况 .193.2工作面防灭火措施 .193.3开采方面的措施 .29第 4 章 矿井 安全 监测 监控 .214

7、.1安全监测监控系统的重要性 . .214.2安全监测、监控和传输设备选择 .214.2.1监测监控内容确定 .214.2.2矿井监测系统选型确定 . . 214.2.3传输设备及器材选型 . .214.3监测设备各类传感器布置 . . 224.3.1传感器布置 .224.3.2馈电传感器及其它布置 . . 234.4矿井安全监测监控系统运行可靠性分析. 22结论24致谢25参考文献26第 1 章矿井概况及安全条件1.1矿井简介六矿始建于 1958 年 7月，1964 年 3月投产，原批准核定生产能力 75 万吨年。2008 年改扩建后，设计生产能力提高到 140 万吨年。目前矿井尚有地质储量

8、 14201.3 万吨，可采储量 8551.3 万吨。矿井位于河南省鹤壁矿区中南部，南以六、八矿张庄向斜轴为界，北 、西 至 F40 正断 层及 二 1 煤层 露头 为界 ，东 止二 1 煤 层 -800m 等高 线， 南北 走向 长 6.5km ，东 西顷 向宽 2.7km ，面 积约为 18km2 。本矿区主要可采煤层为二迭系下统山西组二 1 煤层，平均煤厚 8.13 m，层位稳 定，为本 区良 好 标志层 。 本煤 层结 构简 单，局部 含夹矸 0.01 0.75m ，夹矸 岩性 多位 炭质 泥岩 。六 矿井 田为一向 东倾 斜的单 斜构 造， 平均 倾角 20 左 右， 深部 暂定 边

9、界 标高 -800m 。矿井开拓方式为立井多水平上、下山开拓，矿井划分为三个水平即 -150m 、-300m 、-600m 水 平 。目 前 生产水平 为二 水平 ，水 平标 高 -300m ，二 水平 上 山采 区已 基本 结束 ，现生 产主要为 二水 平下 山采 区，南艺 209 和 211 两个采区，北艺 212 和 214 两个采区。目前井下布置有四个采煤工作面，分别为：2121、2808、2143 、 2112 和 2116 四个采煤工作面，其中 2112 为备用工作面。六矿现有 3 个岩巷队,3 个煤巷队，主要开拓掘进地区为：212地区、211 地区、214 地区及三水平延伸工程、

10、三水平辅助工程。掘进工艺为：岩巷为打眼放炮破岩，锚网喷支护，扒岩机装矸，矿车出矸，煤巷为打眼放炮，型棚支护，运输机出煤。目前矿井安全出口有小庄风井（斜井）、东风井（有梯子间）、中央风井（有梯子间）、老副井（有梯子间）、新副井（有应急罐笼），共 5个。1.2矿井通风与瓦斯六矿矿井通风方式为两艺对角抽出式，通风方法为机械通风，副井及主井进风，小庄风井、东风井为出风井，2010 年通风能力核定为 140 万吨年。矿井 总进 风量 为 15422 m3min ，总 回 风量 为 16307 m3min，各 回风井均有 2 台同等能力主扇，一台运转一台备用。矿井最大通风流程为 9650m， 矿井 有效风

11、量 率为 87.98% ，进 回 风井 、各 类巷 道均 无风速超限现象。六矿矿井瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井，2009 年矿井瓦斯鉴定结果 绝对 瓦斯 涌出 量为 52.50m3min ，相 对瓦 斯涌 出 量为 23.92 m3t ；二氧 化碳 绝对 涌出 量 18.97m3min ，相对涌 出量 为 8.64m3t ， 本年 度回采 工作 面最 大绝 对瓦 斯涌 出量 为 20.34 m3min ，掘 进工 作面最大 绝对瓦 斯涌 出量 为 15.29 m3min 。1.3 矿井瓦斯抽放六矿 为难 抽煤 层（ 透气 性系 数），抽放方 式为 本煤层抽放、穿层孔抽放、顶板高位钻孔（裂隙带）抽

12、放、采空区抽放 。 百米 钻孔 抽放 量一 般为 0.017m3 。 六 矿于 1970 年建 立矿 井瓦 斯抽放系统，目前抽方系统包括地面抽放系统和井下瓦斯抽放系统。地面抽放系统地面瓦斯泵房现共装有 2BE1-353-1 型水环式真空泵二台，皆为双回路供电，室内装有 KJ 系列抽放瓦斯监控子系统，监测抽放管道和环境瓦斯浓度、压力、流量、负压和温度等参数，并有光学、机械仪表与之相互验证，泵房进出口管道安装有水封式防回火、防爆设施。地面瓦斯抽放系统敷设主管道 9050 米，带抽井下 10 个抽放地区 ，钻 孔总 长 182308 米， 抽放 瓦斯纯量 9 11m3min 。井下抽放系统井下现有

13、4 处抽放泵站： 11 采区泵站、14 采区泵站、北四泵站、12 采区泵站。共有 3 台 SK-60 型水环式真空泵，4 台 2BE1-303-0 型水环式真空泵。移 动泵站内皆为双回路供电，均设有 KJ 系列抽放瓦斯监控子系统，监测抽放管道及环境瓦斯浓度、负压、流量和温度等参数，并有光学、机械仪表与之相互验证。井下移动泵站担负2143、2808、2121 工作面的采空区埋管和顶板高位裂隙抽放工作。目前 井下 抽放 瓦斯 纯量 5 8m3min 。矿井 本年 度抽 放量 计划 745 万 m3，钻 孔 工程量计 划 17 万 m，第三季度瓦斯抽放率为 32%。1.4矿尘六矿煤尘具有爆炸危险性，

14、爆炸指数为 15.91% 。各级领导高度重视防尘工作，各分口矿长负责本口的全面防尘工作，保证防尘所需人员、资金和装备；各业务科室科长对所分管单位的防尘工作负直接责任；通防科负责对矿井粉尘防治工作进行业务管理及监督指导；各采、掘区队，机电、运输、通风、抽放、钻探等单位负责本职工作范围内的粉尘防治工作，实行分片包干，明确职责。矿井一水平建有静压水池，主管路为 4 寸钢管，支管为 2 寸钢管，工作面为 2 寸钢管和 2 寸胶管。各采区、各采煤工作面、煤岩巷掘进工作面均敷设有防尘清水管路及防尘水幕，各转载点设有喷雾，防尘系统功能健全，符合规程要求。在尘源的防治与管理上，对关键地点，关键作业环节重点管理

15、。主要防尘措施有：湿式打眼、煤壁注水、放炮使用水炮皮、放炮前后洒水、放炮喷雾、防尘水幕等，通过采取一系列的综合防尘措施，做好尘源的防治工作。钻探队严格按冲尘循环图表进行冲尘,主要运输巷及主要进风巷每月冲尘不少于 3 次，主要回风巷每月不少于 2 次，其它地区每月不少于 1次。主要皮带巷、采区皮带巷每周不少于 1次。同时，加强测尘管理。矿井严格按粉尘防治规范要求，配备了专职测尘员，进行粉尘测定工作。保 证井下每个测尘点粉尘（全尘、呼吸性粉尘）每半月测定一次；粉尘分散度每季测定一次；粉尘中游离 SiO2 含量每半 年测 定一 次 。1.5煤层自燃性煤层自燃发火倾向性为三类（不易自燃），最短自燃发火

16、期为 87 天。为防止自燃发火，要加强防灭火技术管理，认真防灭火工作责任制，加强以预防性注浆为主的防灭火基础工作。同时，加强防灭火的预测预报工作，加大对防灭火工作的检查、考核力度，规范井下消防管路，从根本上消灭自燃发火。1.6煤层顶底板岩性本矿区主要可采煤层为二叠系下统山西组二 1煤层，煤层稳定，其顶板为黑色泥岩或砂质泥岩，老顶为灰色细、中粒砂岩（俗称大占砂岩），为本区良好标志层。煤 层地板为泥岩或砂质泥岩，老底为灰色细中粒长石石英砂岩。支护形式岩巷为锚网喷支护，煤巷为型 棚支 护， 采煤 工作 面为 DZ-22 型 单体液 压 支柱 配 “ ” 型梁 支护。1.7矿井涌水根据矿井充水特征，本

17、区矿床为裂隙充水矿床，主要充水含水层为二 1 煤层顶底板砂岩含水层和 C3L8 灰岩含水层，补给条件一般，以 消 耗静 储量 为主 ，单 位 涌水 量小 于 2Ls.m 。矿 井充 水方 式为 直接充 水，出水后 采掘 受 影响 程度 中等 。对 -300m -450m 水平 矿井 涌水量 预计 结果 为初 期最 大水 量 238.7m3式中 ： Q 采 - 采煤 工 作面 实际 需要 风量 总和 m3 min Q 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m

18、3 minK-矿井通风需要风量系数 取 1.21、采煤工作面需风量2143 工作面需风量按照 CH4涌出量计算（U型通风）式中 ： Q 采 回采工作 面实 际需 要风量， m3min ；q 采回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌 出量 ， m3min ；矿 井瓦 斯涌 出量 指采 掘工 作 面回 风流绝对 瓦斯 涌出量，不含瓦斯抽放量。KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测 1 个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。Q 采回 =100 q 采 KCH4=100 8.14 1.5=1221 m3min按照同时作业最多人数计算Q 采 =

19、4N=4 90=360 m3min按温度适宜的风速计算Q 采 =60 V 采 S 采 =60 1.2 6.5=468 m3min由于六矿目前井下所用炸药均为乳化炸药,而此公式仅适用于硝酸铵炸药,所以,不再进行此步计算。风速 计算 ： V 1221 60 6.5=3.13 ms风速 符合 规定 。2116 工作面需风量按照 CH4涌出量计算（U型通风）Q 采回 =100 q 采 KCH4=100 7.9 2=1580 m3min 按照同时作业最多人数计算Q 采 =4N=4 90=360 m3min按温度适宜的风速计算Q 采 =60 V 采 S 采 =60 1.1 6.5=429 m3min风速

20、计算 ： V 1580 60 6.5=4.05 ms风速 ( 综采 ) 符 合规 定 。2121 工作面需风量按照 CH4涌出量计算（U型通风）Q 采回 =100 q 采 KCH4=100 10.3 1.2=1236 m3min按照同时作业最多人数计算Q 采 =4N=4 90=360 m3min按温度适宜的风速计算Q 采 =60 V 采 S 采 =60 1.2 6.5=468 m3min风速 计算 ： V 1236 60 6.5=3.17 ms风速 符合 规定 。2808 工作面需风量按照 CH4涌出量计算（U型通风）Q 采回 =100 q 采 KCH4=100 7.5 2.4=1800 m3

21、min 按照同时作业最多人数计算Q 采 =4N=4 80=320 m3min按温度适宜的风速计算Q 采 =60 V 采 S 采 =60 1.2 8=576 m3min风速 计算 ： V 1800 60 8=3.75 ms风 速符 合规 定。2112 备用工作面需风量按照 CH4涌出量计算（U型通风）Q 采回 =100 q 采 KCH4=100 3.61 1.2=433 m3min 按照同时作业最多人数计算Q 采 =4N=4 90=360 m3min按温度适宜的风速计算Q 采 =60 V 采 S 采 =60 1.2 6.5=468 m3min因工 作面 投产 时风 量计 划为 1200 m3mi

22、n所以工作面配风量为 Q备12 Q采1200 12 600风速 计算 ： V 600 60 6.5=1.54 ms风速 符合 规定 。2、掘进工作面需风量因两个或两个以上掘进工作面共用风机吸风口至掘进工作面回风流之间的巷道，只核算其中一个掘进面，不再重复核算该段巷道所需风量。 2093 底抽巷、2093 下顺槽、2091 上顺槽按照 CH4涌出量计算Q 掘 =100 q 掘 KCH4=100 4.45 1.25=556 m3min 按照同时作业最多人数计算Q 掘 =4N=4 30*3=360 m3min按风机吸风量计算Q 掘 =Q 扇 Ii+9S 300*3+9 8*3 1116m3min风速

23、 计算 ： V 1116 60 8=2.33 ms风 速符 合规 定。 -600 大巷、3001 底抽巷按照 CH4涌出量计算Q 掘 =100 q 掘 KCH4=100 1.61 1.47=237 m3min 按照同时作业最多人数计算Q 掘 =4N=4 30*2=240 m3min按风机吸风量计算Q 掘 =Q 扇 Ii+9S 300 2+9 11*2 699 m3min风速 计算 ： V 699 60 11=1.06 ms风 速符 合规 定。 2091 底抽巷、三水平猴车道按照 CH4涌出量计算Q 掘 =100 q 掘 KCH4=100 2.86 1.3=472 m3min按照同时作业最多人数

24、计算Q 掘 =4N=4 30*2=240 m3min按风机吸风量计算Q 掘 =Q 扇 Ii+9S 300*2+11*9=669 m3min风速 计算 ： V 699 60 11=1.06 ms风 速符 合规 定。2142底抽巷按照 CH4涌出量计算Q 掘 =100 q 掘 KCH4=100 0.72 1.5=108 m3min 按照同时作业最多人数计算Q 掘 =4N=4 30=120 m3min按风机吸风量计算Q 掘 =Q 扇 Ii+9S 300+9 11 399 m3min风速 计算 ： V 399 60 11=0.61 ms风 速符 合规 定。（ 5）2115 下顺槽按照 CH4涌出量计算

25、Q 掘 =100 q 掘 KCH4=100 2.99 1.65=493 m3min 按照同时作业最多人数计算Q 掘 =4N=4 30=120m3min按风机吸风量计算Q 掘 =Q 扇 Ii+15S 300*2+15 8 720m3min风速 计算 ： V 720 60 8=1.5ms风 速符 合规 定。（6）2145 下顺槽按照 CH4涌出量计算Q 掘 =100 q 掘 KCH4=100 2.75 1.46=402 m3min 按照同时作业最多人数计算Q 掘 =4N=4 30=120m3min按风机吸风量计算Q 掘 =Q 扇 Ii+15S 300*2+15 8 720m3min风速 计算 ：

26、V 720 60 8=1.5ms风速 符合 规定 。（7）2141 上顺槽按照 CH4涌出量计算Q 掘 =100 q 掘 KCH4=100 1.63 1.4=228 m3min按照同时作业最多人数计算Q 掘 =4N=4 30=120m3min按风机吸风量计算Q 掘 =Q 扇 Ii+15S 300 2+15 8 720m3min风速 计算 ： V 720 60 8=1.5ms风速 符合 规定 。（ 8）2122 下顺槽掘进回风按照 CH4涌出量计算Q 掘 =100 q 掘 KCH4=100 2.16 1.58=341 m3min按照同时作业最多人数计算Q 掘 =4N=4 30=120m3min按

27、风机吸风量计算Q 掘 =Q 扇 Ii+15S 300*2+15 8 720m3min风速 计算 ： V 720 60 8=720 ms风速 符合 规定 。（9）2122 上顺槽掘进回风按照 CH4涌出量计算Q 掘 =100 q 掘 KCH4=100 1.83 1.5=275 m3min按照同时作业最多人数计算Q 掘 =4N=4 30=120m3min按风机吸风量计算Q 掘 =Q 扇 Ii+15S 300*2+15 8 720m3min风速 计算 ： V 720 60 8=1.5 ms风速 符合 规定 。3、井下硐室及其他巷道需风量计算通过计算( 计算过程与方法略) ，矿井硐室及其他巷道需风量1

28、600m3min总风量计算步骤：Q 总 （ Q 采 + Q 掘 + Q 硐 + Q 备 + Q 其它 ） K （ m3min ） Q 采 采煤 工作 面 实际 需要 风量 的总 和， m3min ； Q 掘 掘进 工作 面 实际 需要 风量 的总 和， m3min ； Q 硐 硐室 实际 需 要风 量的 总和 ， m3min ； Q 备 备用 工作 面 实际 需要 风量 的总 和， m3min ； Q其它矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总 和， m3min ；K矿井总需风系数。六矿为高瓦斯突出矿井，取 1.2 。Q应进（Q采+Q掘+Q硐+Q备+Q其它）K （ 5814+4637+

29、1600 ） *1.2 12051*1.2 14461 m3min2.2 现有通风方式及通风系统现有风井数目、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，其中副井及主井为进风井，处于井田中央，小庄风井、东风井为出风井,分别位于井田两艺,其中小庄风井担负南艺地区的供风需求,包括 209 及 211 采区;东风井担负矿井艺及北艺的 212、214 及 28 采区的供风需求, 服务年限为80 年。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。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

30、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。安全逃生途径矿井安全出口设置及保证措施矿井的主井、副井和小庄风井均可作为安全出口，其井筒及采区各 上山 内设 人行 道和 扶手 。 斜 井井 筒每 隔 40m 设 一躲 避硐室 。 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

31、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。采煤工作面下顺槽采区车场采区轨道采区进风巷二水平大巷二水平副井地面。掘进工作面采区车场采区轨道采区进风巷二水平大巷二水平副井地面。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采区轨道采区进风巷二水平大巷二水平副井地面。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、

32、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。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。通风机选型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

33、 内开 动 。 通 风机的 运 转必 须由 专职司机 负责。东 风井选择 AGF606-2.442-1.2 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 1600KW，电压 6200V, 其额定风量为 9000-16000m3min ， 现 排 风 量 为 10279 m3min, 小 庄 风 井 选 择 AGF606-1.88-1.12 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 710KW，电压 6200V, 其额 定风量为 4500-7500m 3 min ，现排 风量 为 6225 m 3 min 。 六矿 最新 引进 的 AGF 型风 机根 据矿井

34、现 行采掘头面分布情况及未来矿井设计要求南艺需风量较北艺少,通风巷道总长度及最大通风流程比北艺少,瓦斯总排放量比北艺少,通风阻力较北艺小等特点,把电机功率及排风量较大的两台安设在东风井, 把相应排风量较小的两台 AGF606-1.88-1.12 型风机安设在小庄风井. 同时对在实际运用中对风机进行角度调整,使风机处在合理工况下运行,即保证了生产,又兼顾到了安全,经济又实惠.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，

35、每年应进行 1次反风演习。矿井风量、风压及等积孔等积孔的计算：单风井等积孔计算 R=双风井等积孔计算 R总=地面漏风率：E地=矿井有效风量率和外部漏风率的计算项目风量(米秒)总进风量241.68工作面风量96.63掘进面风量109.82小庄风井排风量130.26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统计矿井有效风 量率为 :87.42%小庄风井外部漏 风率 :1.86%东风井漏风率 :1.46%从上表可以看出,矿井有效风量满足要求,外部漏风率规定: 装有通风机的井口必须封闭严密, 外部漏风率在无提升设备时不能超过 5%,有提升设备时不能超过 15%.六矿

36、的矿井外部漏风率符合要求.矿井等积孔计算矿井通风难易程度分级表矿井通风矿井总风阻等积孔 A难易程度容 易小 于 0.355大 于 2中 等0.355-1.421-2困 难大 于 1.42小 于 11. 南艺系统等积孔:矿井通风难易程度分为三级，见上表，南艺通风系统大于 2，属容易通风状态。2. 北艺系统等积孔:矿井通风难易程度分为三级，见上表，南艺通风系统大于 2，属容易通风状态。3. 全矿等积孔2 =6.81 m2全矿 等积 孔 A=6.81 m2 ,说 明矿 井通 风难 易程 度处 于容 易状 态 .结论 :矿井等积孔大于 2，通风容易。通风管理基本到位，主要巷道维护较好。井下通风构筑物的

37、施工，管理符合质量标准化要求，要注意日常维护。南艺回风上山中部有瓶颈部位，应扩大断面，进一步改善系统。现场实际情况可以看出，进回风系统路线较长，今后要注意巷道的维护，及进清理杂物，保证通风畅通。阻力测定结果分析( 实测数据略)（一）、南艺实测矿井通风总阻力:。二、防灭火安全技术措施：1、加强防灭火检查工作，通风区加强对工作面的防灭火检查，瓦斯检查员每班应认真检查工作面上顺槽、上隅角的温度及 CO情况，发现问题及时汇报。2、加强自燃发火预测预报工作，通风区防火组每周对工作面、上隅角、上顺槽及采空区抽放管进行一次取样化验分析，发现有毒有害气体或温度变化异常要及时采取相应措施。3、合理调整工作面风量

38、，减少工作面漏风。4、加强该地区通风设施维修，保证工作面通风系统稳定。5、加强对煤炭的回收力度，提高回采率，尽量减少采空区丢煤。6、要保 持合 理的 推进 速度 ，工作面 每月的推 进度 不得 少于 25m。工作面结束一个月时间内，生产部门必须全部撤出设备，30 天内进行永久性封闭。7、加强对注浆管路的检查和维护，发现损坏时，立即维修。8、工作面水管必须正常使用，工作面无水，不得生产。9、加强注浆管理工作，必须按规定对工作面进行注浆，不得随意停止注浆。10、工作面或回风流中出现一氧化碳时，应及时向通防科汇报，报总工程师，并查明原因，及时采取措施；当浓度达到 0.0024% 时，由瓦斯检查员、安

39、全检查员负责立即撤出工作面及回风流所有人员，并向通风区、矿调度等有关部门汇报。11、工作面突然出现明火、烟雾时，由施工单位队跟班和安检人员视现场情况而定，在巷道风流中一氧化碳浓度小于 0.0024% 时，采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室，矿调度接到井下报告后，立即通知有关人员到场实施灭火措施，如超过 0.0024% ，立即组织人员按避灾路线撤退，避灾路线如下：发生火灾事故时，所有受威胁人员应立即戴上自救器，原则上按顶风路线走，向新鲜风流撤退。3.3.开采方面的措施工作面采用后退式回采，减少采空区漏风；生产过程中，尽量提高回采率，工作面回采结束后立即封闭；煤层巷道采用不燃

40、性材料支护。第 4 章矿井安全监测监控4.1 安全监测监控系统的重要性目前火灾、瓦斯、粉尘爆炸，水灾等矿井灾害对矿井安全产生了非常严重的威胁，给安全生产及人民的生命财产带来巨大的损失。随着科学技术的发展和生产的实际需要，矿井生产对安全提出了更新更高的要求。对煤炭企业来说，既要解决煤矿生产过程中的安全问题，全面掌握井下各种安全参数。杜 绝各种危害事故的发生，又要掌握矿井生产状况，依靠科学信息指挥生产，决策管理，实现安全生产管理科学化。矿井安全监测监控系统，就是达到上述目的的重要手段之一，它可以使矿井管理人员能够及时、准确全面地掌握和了解安全，生产的综合情况，做到对灾情的早期预报，自动处理，避免事

41、故发生。保证人身安全及矿井安全生产。4.2安全监测、监控和传输设备选择监测监控内容确定瓦斯浓度自动检测，超限报警断电并能实现瓦斯电闭锁。对断电区域实行馈电监测。对主扇和局扇实行停开状态监测。在矿井回风大巷、主平硐的测风站进行风速监测，在主扇风硐内进行风速和负压监测。对主要风门进行状态监测。对瓦斯抽放监测系统实行联网监测运行。矿井监测系统选型确定监控设备选型原则在监测监控系统选型上，设计重点注意考虑设备必须符合煤矿井下环境的使用条件，具有防爆，防潮能力。以 保证设备本身的使用安全和可靠工作。经过多年来的技术发展，煤矿的安全监测监控系统技术已经较为成熟。一些基础设施已达到国际先进水平，在系统和设备

42、选择上充分尊重建设单位意见，选择技术先进并经实践证明使用效果较好的监测监控设备，结合矿井的建设规模，设计选用 KJF2000 型煤矿安全监测监控系统。监控总站和各分站主要设备功能、型号及数量主机：KJF-2000 型，2 台；分站：KJFT-1 型通用分站，KJFT-2 型基本分站，KJFS-3型单双点断电仪；系统采用了多 CPU、高智能化的 KJFT-1型通用分站，该分站本身具有显示功能，可配接并遥控设定各类开关量和模拟量传感器。用于采集和显示井上下各种环境参数、生产状态，机电设备运行状态，并将采集的各种数据和被监控的运行状态发送到地面中心站。同时接收地面中心站发出的各种控制命令，对井上下各

43、机电设备进行控制。传输设备及器材选型监控总站在井上的数据通讯接口装置内设有内置内阻保护式安全栅，具有非本安与本安电路安全隔离的作用。传输线路选用符合煤矿井下环境的信号电缆，构成全矿井的监测监控系统传输网络。4.3监测设备各类传感器布置传感器布置采煤工作面传感器布置：在距工作面煤壁的距离不超过10m 的 回风 巷内 设一 个传 感 器 。采煤工作面回风传感器布置：在距回风石门的距离为10-15m 的区 段回 风平 巷内 布置 一个 传感 器 。 掘 进工 作传 感器 布置 ：在 距掘 进工 作 面煤 壁小 于 5m 的掘进巷内布置一个传感器。掘进工作面回风瓦斯传感器布置，在距回风绕道（回风巷）

44、的距 离为 10-15m 的 掘进 巷道内设 置一 个传 感器 。总回风巷传感器布置：在每个水平的每一翼的总回风巷的测风站和主扇风硐内各设一传感器。馈电传感器及其它布置在每个瓦斯浓度超限而断电的开关的二次侧电缆上设置一个馈电传感器。中心站布置在井口地面调度室用透明玻璃隔断的面积为15-20m 2 的房 间内 。避雷器设在副斜井井口内。在采区下车场配点电、采区绞车房、与采区工作面、掘进工作面相连的甩道石门内各设一个分站。分站安设处的巷道应无积水、淋水、围岩稳定、支护完好。4.4矿井安全监测监控系统运行可靠性分析该矿选用的 KJF2000 型矿井安全与生产监测监控系统是一种将计算机用于煤矿安全生产

45、信息集中监控和管理的综合系统，该系统类属于分布式总线型树状网络结构。分 站采用工业计算机技术，具有数据采集和控制功能，符合本安防爆标准，适用于井下有瓦斯和粉尘的环境。分站能配接多种开关量和模拟量传感器。电路特别注重抗干扰能力，能在恶劣环境下可靠工作。具 有独立进行数据采集，处理并联动相应设备，实现自动控制的功能，分站的相对独立性，大大提高了监测监控系统的可靠性。监测监控系统在地面中心站配备了 2台主机，互为备用，监测监控系统的电源按二级负荷进行设计，并配置 UPS电源保证了系统的不间断工作。监 测监控系统，主干电缆采用 PUYR1 471.38 型矿用阻燃铜丝编织屏蔽信号电缆，传感器电缆采用 PUYR1470.38 矿用阻燃电缆，使信道可靠性达到了一个较高的水准。井下分站在布置上均安放在环境相对较好的地方，传感器布置在即能满足工况要求又无滴水和相对安全的地方，以保证工作的可靠性，所有的分站和传感器都具有防爆合格证，满足井下使用条件，并且是经过使用反映较成熟的产品。从而确保系统安全可靠地运行。在管理上监测监控系统配备专班人员管理和维护，所有管理和维