矿井通风毕业设计

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河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计鹤壁市大河涧许沟煤矿有限责任公司通风与安全设计摘要：本设计矿井为鹤壁市大河涧许沟煤矿有限责任公司,本次设计是以该矿地质勘探报告、矿井初步设计说明书等基础资料为依据，进行矿井通风系统设计的。本矿井采矿证编号4100000430581，煤炭郑州工业研究院有限责任公司设计，1979年12月建井，1981年6月投产，初设计能力9万吨/年，经过不断的更新改造，2008年核定生产能力30万吨/年，核定通风能力36万吨/年，2009年实际生产原煤28.7万吨。矿井地质储量1654万吨，现可采储量650万吨。该矿为鉴定为低瓦斯矿井，煤的紧固性系数3～4；煤尘有自燃性，自燃期3～6个月，煤尘具有爆炸性，爆炸指数12.97﹪关键词：矿井通风，瓦斯治理，监测监控，安全措施57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计前言一、总说明1、前期工作鹤壁市大河涧许沟煤矿有限责任公司为具有采矿许可证的生产矿井。设计生产能力30万t/a，企业性质为股份制。该矿已进行的主要设计如下：1）、鹤壁市大河涧许沟煤矿技术改造初步设计批复文件及审查意见（豫煤规[2006]623号）。2）、河南省建设项目安全预评价报告评审备案书（豫安评煤安[2006]第29号）。3）、鹤壁市地质队2006年提交的《鹤壁市大河涧许沟煤矿资源储量核查报告》；4）、河南省煤炭工业局关于同意鹤壁市大河涧许沟煤矿淇河下采煤初步设计的批复（豫煤行【2007】96号）。2、矿井的历史、现状鹤壁市大河涧许沟煤矿有限责任公司（原鹤壁市大河涧许沟煤矿，隶属大河涧乡政府），1977年12月建井，1981年6月投产，设计能力9万吨/年。在2005年煤炭资源整合中属于单独保留矿井，经技术改造后，生产能力达到30万吨。2009年2月通过了各项验收，并取得了工商营业执照、采矿许可证、矿长资格证、安全生产许可证、煤炭生产许可证，目前矿属于六证齐全矿井。2010年根据省政府煤炭企业兼并重组实施意见，改制为鹤煤集团控股的股份制企业，于2010年6月19日兼并重组，成立了鹤壁市大河涧许沟煤矿有限责任公司，隶属于河南煤化工集团鹤煤公司下属鹤安公司管辖。该矿距离市区10km，距大白线3km。地理坐标为东经114041′59",北纬35047′53"。井田为鹤壁煤田最南端浅部，北部边界以纬线3963800与鹤壁市许沟煤矿毗邻，南部边界为F308断层（青羊口断层），西部边界为煤层露头，东部边界为-400m水平与河南煤业化工集团鹤壁煤电十矿井田相邻。井田呈一单斜构造，西高东低，走向长度2.15km，倾斜长度0.866km，井田面积1.4815km2，开采标高+28.6m～-400m水平。开采二1煤层，煤层倾角为23°～40°，平均30°，煤层厚度7.24m。属低灰分、特低硫、中高发热量的贫煤。矿井正常涌水量为80m3/h,最大涌水量为160m3/h。井田范围不大，采用立井两水平下山开拓。矿井田范围由以下10个拐点坐标圈定：57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计点号XY13961630.0038518650.0023962140.0038519000.0033962530.0038518960.0043962750.0038518880.0053963030.0038518840.0063963080.0038518860.0073963500.0038518785.0083963800.0038518805.0093963800.0038517930.00103963090.0038517946.00二、设计编制依据1、有关勘察设计1）鹤壁矿务局地测处提交的《鹤壁煤田冷泉井田地质勘查报告》2）豫煤规[2006]623号文“河南省煤炭工业局关于鹤壁市大河涧许沟煤矿技术改造初步设计的批复”3）采矿许可证：证号41000004305814）煤炭生产许可证：X1606010015）河南省煤炭工业局关于同意鹤壁市大河涧许沟煤矿淇河下采煤初步设计的批复（豫煤行【2007】96号）6）鹤壁市大河涧许沟煤矿有限责任公司水文地质条件的说明7）鹤壁市地质队2006年编制的《鹤壁市大河涧许沟煤矿储量核查报告》2、有关证件、文件57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计1）河南省国土资源厅关于鹤壁市大河涧许沟煤矿有限责任公司划定矿区范围申请的批复；2）国家煤矿安全监察局2010年颁发的《煤矿安全规程》；3、鉴定报告鹤壁市大河涧许沟煤矿有限责任公司煤矿煤尘鉴定报告。三、设计指导思想1、认真贯彻执行《煤矿安全监察条例》、《煤矿安全规程》及有关规定，给煤矿安全设施设计审查与竣工验收工作提供依据；2、给煤矿安全设施的建设提供依据；3、充分考虑煤矿的煤层赋存、地质构造、水文、围岩条件、瓦斯、煤尘、自燃、煤与瓦斯突出等地质条件及有关安全条件，矿井交通、供电、供水、环境等外部条件，结合矿井开拓开采系统进行有关安全设施设计。四、设计的主要特点及安全评价1、设计的主要内容及特点1）对鹤壁市大河涧许沟煤矿有限责任公司的地质条件、安全条件以及矿井设计概况进行了综述。2）进行了矿井通风安全设计，根据矿井地质安全条件，进行矿井通风(风量、风压的计算的校核)计算，风机的选型，明确了矿井的避灾线路及通风安全注意事项。3）进行了矿井瓦斯灾害防治设计，编制了防爆、隔爆、瓦斯抽放等设计。4）编制了矿井水防治措施。5）结合该矿开拓方式，编制了该矿生产系统各环节设备安全生产的措施。6）根据矿井生产特点，对矿井瓦斯，井下环境和大型机电设备的工作状态进行了监测监控设计，以便矿领导及有关人员及时了解情况，采取有效措施。7）编制了矿井安全检测及装备设计。2、安全条件评价根据该57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计矿井的安全条件，结合矿井的开采实际，设计对危害本矿井安全生产的各种因素进行了较为详细的分析、研究，有针对性的提出了安全防治技术措施，尤其对可能造成重大灾害的瓦斯、煤尘、水患、火灾以及提升运输、冒顶事故等均提出了重点的防范措施。今后生产中要贯彻“预防为主，防治结合”的安全生产方针。设计认为，根据矿井设计几大生产系统、安全生产装备及所采取的各项安全措施，矿井投产后，依据《煤矿安全规程》等法律、法规，通过严格执行安全生产管理和教育培训，依靠科技进步，可以保证矿井的安全生产。因此，在各项技术措施落实到位的情况下，本矿井的安全生产是有保证的。1）煤层顶底板岩性直接顶板主要为黑色及深灰色砂质泥岩或泥岩，厚度2～5m.浅部多为泥岩，深部多为砂质泥岩，21-1孔细中粒砂岩(S10)直接压煤，砂岩厚达26.25m，煤层老顶为砂岩，以21-1孔为中心向四周逐渐变薄至10m以下，砂岩斜层理发育，节理不甚发育。二1煤底板黑色泥岩或砂质泥岩，厚度0.7～17m。2）瓦斯据地质储量核查报告，该矿绝对瓦斯涌出量南翼3.1m3/min，北翼2.58m3/min；相对瓦斯涌出量南翼8.04m3/t，北翼6.33m3/t，属低瓦斯矿井。3）煤尘和煤层自燃2004年9月28日经平煤(集团)通风实验室煤尘爆炸性鉴定:二1煤煤尘爆炸指数17.51%，具有爆炸性；结合矿井生产实际，煤层属自燃煤层。4）地温在本区19－4孔曾作过稳态测温,测温曲线成果基本上反映了地温状况，从孔口以下100～660m，平均地温梯度为0.82℃/100m，孔底温度20.96℃，无热害影响。5)水文地质（1）主要含水层本区主要含水层有O2灰岩含水层、C3L2灰岩含水层、C3L8灰岩含水层、S10、S11…….等砂岩裂隙含水层、新近系砾岩孔隙含水层。O2广泛出露西部山区，总厚度大于500m,以大气降水补给为主，许家沟泉群为主要泻水点，富水性强,渗透系数K=0.173米/昼夜，单位涌水量Q=0.067公升/秒/米，PH=7.55，水质类型为HCO3SO4，Ca-Mg型水。太原组L2灰岩含水层露头被新生界地层覆盖，接受新近系砂岩含水层（N257 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计）裂隙孔隙水补给或通过断层接受O2补给。富水性强，渗透系数=2.048米/昼夜，单位涌水量Q=0.2549公升/秒、米，PH=8.10，水质类型为HCO-SO4-Ca-Mg型水。太原组L8含水层补给水源与L2基本相同，富水性强。渗透系数K=0.413～5.554米/昼夜，单位涌水量q=0.0503～0.2407公升/秒/米，PH=7.45～7.90，水质类型为HCO3-SO4-K-Na-Ca-Mg型水。二1顶板砂岩含水层（S10、S11）受大气降水补给条件差，主要露头处接受N2裂隙孔隙水补给，富水性中等。渗透系数K=0.061～0.235米/昼夜，单位涌水量q=0.0240～0.0493公升/秒.米，PH=7.5，水质类型为HCO3-SO4-Ca-Mg型水。新近系砾岩含水层（N2）部接受大气降水补给，具潜水性质。深部接受大气降水补给条件差，主要接受淇河水补给。（2）主要隔水层本溪组隔水层，主要由砂质泥岩、泥岩、铝质泥岩和薄煤层组成厚度20～25m；二1煤底板隔水层，即二1煤至灰岩之间的砂质泥岩、砂岩、薄层灰岩（C3L9）及薄煤组成，厚度26～40m；二1煤顶板隔水层，由泥岩、砂质泥岩组成，一般厚度不大，起不到隔水作用；新近系底部粘土隔水层，该层发育不好，不连续，厚度0～40m。（3）断层导水性分析井田内多北北东、北东向断层,属压扭性断裂，两盘挤压较紧不易导水，但应重视两点：其一，巷道穿越断层，矿压变化可能破坏断层不导性；其二，就二1煤而言均为承压含水层，应重视水压与采掘关系。（4）矿井水文地质类型及矿井水涌水量预计根据鹤壁市大河涧许沟煤矿有限责任公司储量核查报告，本矿水文地质类型为二类一型，即水文地质条件中等的矿床。矿井正常涌水量为80m3/h，最大涌水量为160m3/h。3、对矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题（1）勘探程度评价57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计本区以往地质工作始于1958年，同年6月中南煤田地质局127队提交了《鹿淇勘探区地质精查报告》，该报告未包括许沟区；1966年6月125队提交了《盆场许家沟勘探区地质报告》；1981年8月鹤壁矿务局地测处、河南省煤田地质勘公司地质三队提交的《鹤壁煤田冷泉井田煤矿精查补充勘探地质报告》，经河南煤管局批准，评议结论为：构造控制较好属中等构造型，二1煤层属稳定型煤层。1999年5月鹤壁市地质队编制了《河南省鹤壁市大河涧许沟煤矿储量报告》，对矿井储量进行了核查，经河南省国土资源厅豫储证字（2001）010号文批复。（2）现在的地质工作2005年12月，受矿方委托，鹤壁市地质队又组织人员深入矿井进行地质、水文地质调查，并收集煤质、矿山排水等资料，了解矿井开采现状，于2006年1月提交了储量核查报告。基本上查明了井田构造形态、主要断层，查明了煤层赋存条件及其开采技术条件，确定了水文地质勘探类型及涌水量等，可满足矿井设计的要求。（3）地质构造分析及评价本区探明断层6条，以正断层为主，多为北北东、北东向，属压扭性断裂，两盘挤压较紧不易导水。但应重视两点：其一，巷道穿越断层，矿压变化可能破坏断层不导性；其二，二1煤顶底板含水层C3L2、O2含水层均为承压含水层，应重视水压与采掘关系。4、资源及开采条件评价(1)储量分布本矿井的开采对象为二迭系山西组的二1煤，井田范围内的二1煤层总资源储量为1185万t，其中淇河下压煤352万t。(2)煤层及开采条件二1煤层厚度大，层位稳定，煤层结构简单，顶底板条件较好，易于管理，所有这些都为矿井开采提供了有利的资源条件。但煤尘具有爆炸性，随着开采深度的增大，瓦斯涌出量可能会相应增加，开采中必须采取相应的安全措施，确保矿井安全生产。5、煤与瓦斯突出情况矿井无煤与瓦斯突出危险性，也没有进行煤与瓦斯突出危险性鉴定。但与其相邻的鹤煤十矿属于煤与瓦斯突出矿井，57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计为保证煤矿建设和生产的安全性，建议在未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定前，矿井建设和生产时按煤与瓦斯突出矿井进行管理。在建设和生产中需作好煤与瓦斯突出预测及鉴定工作，矿井施工及安全管理中应引起高度重视。石门揭煤和巷道过断层时必须采取相应的安全措施。6、冲击地压情况矿方提供的资料中均没有提及关于冲击地压的资料，邻近矿也无冲击地压的情况，所以该矿矿井暂按无冲击地压矿井考虑。7、地质灾害防治矿区内存在未经测量上图的建筑，开采中必须按规定留设村庄等需保护建筑的煤柱，避免因开采引起地面塌陷、地裂缝等破坏地面建筑以及引起地面陡岩垮塌。切实注意因地下开采引起的地面沉降、塌陷、地裂缝、滑坡等地质灾害，加强监测，若发生则及时处理，避免进一步扩大。8、环境保护对矿井产生的矿井水、废水，该矿建立了排放系统，排出的矿井水主要用于附近农作物灌溉。生产中产生的矸石用于附近预制砖厂主要制砖材料。9、待解决的主要问题1）矿井建设掘进过程中进行巷道编录，调查围岩情况，认真作好记录和分析，为巷道维护和工作面顶板管理提供较可靠的依据。2）加强瓦斯等级鉴定工作，进行瓦斯含量、瓦斯涌出量测定，分析和掌握瓦斯赋存和涌出规律，为瓦斯综合治理提供可靠依据。3）进一步加强水文地质工作，详细进行地表水的调查，废弃小窑的调查，采空区的调查，在井下开采过程中进行矿井涌水量的实测和监测，坚持“有疑必探，先探后掘”，若对掘进前方水文资料掌握不清则必须“边探边掘”。4）进行煤与瓦斯突出危险性鉴定工作，注意瓦斯涌出量的变化，进行瓦斯梯度变化的分析，避免采掘工作面布置在应力集中带，加强煤与瓦斯突出的预测和预防工作。5）开采中特别是在开采深度较大的情况下，尽量避免应力集中，遇坚硬顶板煤层，注意顶板大面积冒落的冲出地压的发生。6）加强地质灾害的调查和防治工作，生产过程中加强地质灾害的调查和监测，发现地质灾害的产生和变化，应及时采取相应措施。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计7）注意环保工作，保证环保投入，加强排污治理与综合利用。五、编制内容依据的法、条例、规程、规范、细则1、国家煤矿安全监察局2010年颁发的《煤矿安全规程》；2、国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局第5号令——《煤矿安全生产基本条件规定》；3、国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局第8号令——《煤矿企业安全生产许可证实施办法》；4、《煤矿建设工程安全监察手册》，国家煤矿安全监察局、煤矿安全监察一局；5、能源部制定的《煤炭工业小型煤矿设计规定》；6、《煤矿一通三防安全知识》，煤炭工业部；7、《关于强化一通三防工作控制瓦斯煤尘事故的通知》，煤炭工业部；8、《煤矿安全监察条例》，中华人民共和国国务院令；9、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》，中国统配煤矿总公司；10、《煤矿企业安全生产管理制度规定》，国家煤矿安全监察局；11、国务院文件—〔2005〕446号令，关于《国务院关于煤矿生产安全事故的特别规定(试行)》；12、国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局文件—安监总煤矿字〔2005〕120号文件，关于加强煤矿水害防治工作的紧急通知；13、国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局文件—安监总煤矿字〔2005〕133号文件，关于印发《煤矿重大安全生产隐患认定办法(试行)》的通知；14、国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局文件—安监总煤矿字〔2005〕134号文件，关于印发《煤矿隐患排查和整顿关闭实施办法(试行)》的通知；15、国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局文件—安监总煤矿字〔2005〕135号文件，关于印发《煤矿安全培训监督检查办法(试行)》的通知；六、其他说明1、煤矿在生产过程中，本设计中未涉及到的内容须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全监察条例》、《煤炭工业小型煤矿设计规定》及有关规定。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计2、矿井在生产过程中巷道掘进和工作面回采必须编制掘进工作面作业规程和回采工作面作业规程，并编制相应的安全生产措施。第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、位置、交通鹤壁市大河涧许沟煤矿有限责任公司位于鹤壁市淇滨区金山办事处许家沟村，。矿区内有不足3km的地方公路与107国道及市区主干公路连通，另外矿区距鹤壁火车站3km，距鹤煤集团公司铁路专用线不足3km，交通较为便利。二、自然条件1、地形、地貌本区地貌类型属太行山区之前缘丘陵地貌的一部分，为侵蚀成因的丘陵地貌，在矿区北部和南部各有一丘岗。其中南部丘岗标高为184.5m，岗下最低标高109.5m地形高差75m。北部丘岗标高164.4m。丘岗之间为弱等切割的冲沟坳地或平坦谷地，平时无积水，雨季可泻洪。2、水系该地属卫河水系、海河流域，淇河流经该矿南端，本段河床宽超过100m，坡度约为0.3％，水流平缓，有小河漫滩，河北岸似有内迭式二～三级阶地。在许家沟村西有一O2石灰岩上升泉群，常年涌水量约1.4m3/min,流入淇河。3、气象本区属北温带大陆性干旱型气候。(1)气温：该地区年平均最高气温年份是1961年（15.3℃），最低份是1964年（13.1℃），一般年份平均气温为14.5℃。最高气温可达42.3℃（1967年6月4日57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计），最低气温可低至－15.5℃（1967年1月15日）。（2）湿度：年平均绝对湿度11.63毫巴，年平均相对湿度60％。（3）降雨量：年降雨量最大为1394.1毫米（1963年），最小为266.6毫米（1965年），平均年降雨量679.8毫米，雨期集中在七、八月份。（4）发量：本区蒸发量大于降雨量，统计资料表明，最大年份蒸发量2695毫米（1965年）,最小年份1859.3毫米（1979年）年平均蒸发量2264.1毫米。（5）风向、风速：每年八月至来年二月北风多，最高风速可达25m/min,每年三至七月多南风，最大风速14m/min。（6）地表温度：年平均最高值13.68℃，最低值9.3℃，平均值13.3℃，冻土厚约0.3m。4、地震从历史地震资料分析整理可知，本区及临区烈度小于Ⅴ度的地震多次发生，烈度Ⅴ度～Ⅷ度地震涉及本区者从1303年至今，至少有19次，本区最大烈度Ⅶ度。河南省地震局把本区地震烈度设定为Ⅷ度。三、相邻矿井概况鹤壁市许沟煤矿位于大河涧许沟煤矿有限责任公司井田北边界F1067断层北侧，该矿于1976年5月建井，生产能力21万吨/年，开采二1煤层，二个立井开拓，井深179m，开采水平标高-250m，矿井正常涌水量60m3/h，属低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，煤层无自燃发火倾向。四、主要自然灾害1、瓦斯该矿2008年度瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，根据邻近鹤煤十矿瓦斯突出情况，预计在开采该矿深部煤层时易发生瓦斯突出或爆炸等瓦斯事故灾害。3、煤尘该矿2008年度煤尘等级鉴定为煤尘具有爆炸性。4、煤的自燃该矿2008年度煤尘等级鉴定为煤有自燃倾向性，发火期3～6个月。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计5、矿井水该矿12采区为河下采煤，河下采煤设计由省煤炭工业局批复，河下采煤不会影响生产。主要矿井水为八灰水、二灰水、奥灰水、底板裂隙水均是矿井水患。6、其他灾害地下开采可能引发和加剧以下地质灾害：矿井开采过程中，随着煤层开采面积的增大，须建立对矿区地表的形变监测制度，对井下开采可能引起的地表陡峭地段山体崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害，须采取相应的预防措施。五、矿井开采情况1、矿井开发情况矿井为生产矿井。矿井工业场地布置在主井和副井附近，采用立井开拓，两水平下山开采。主井井口标高为+138.88m，直径4.2m,井深208.188m。副井标高为+139.6m，直径3.8m,井深182.34m。通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。2、矿区水源、通信及电源情况1）水源矿山生活水源取自井口附近小井（距副井30m左右），其水量充足，水质无污染，可作为生活用水。2）电源矿井采用双回路供电：矿井的主、备供电源分别引自冷泉110kV变电站和矿务局柴厂35kV变电站，电压等级分别为10kV和6kV，设计输电线路分别为LGJ-120/5km和LGJ-240/4km，两者互为备用。线路导线截面经计算可满足本矿井的供电要求。电力负荷全矿井用电设备装机总台数153台，其中工作116台；设备安装总容量为：5540kW,其中工作容量为3365kW。本矿井最大计算负荷为：P1=2147kW,Q1=1412kVar,矿井年耗电量为1008万kWh，吨煤耗电量为33.61kWh。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计送变电经全矿井用电负荷统计计算，结合矿井实际情况，设计利用矿井工业场地内10kV变电所，在10kV电源线路侧安装一台S9-1600/10、10/6电力变压器，利用一台原有S9-800/10、10/6电力变压器。变电所安装2台400kVA动力变压器，型号均为S9—400/6、6/0.4kV，供地面副井绞车、注浆站、锅炉房、空气加热器室、机修车间、生产系统等动力负荷和照明负荷用电。2台变压器一用一备。变压器最大负荷率0.76。主井绞车和主通风机采用6kV高压双回路供电。变压器采用室外布置方式。工业场地变电所6kV系统采用单母线分段接线形式，室内双排布置，设备利用GG－1A型开关柜，内设真空断路器。为了减小井下短路容量，正常情况下，工业场地10kV变电所6kV母线并列运行。安装600kVar高压电容器，对矿井无功进行补偿，补偿后矿井功率因数达到0.93。工业场地变电所低压侧系统采用单母线分段接线方式，设备选用GGD2型开关柜，低压母线上均选用2套GGJ成套无功自动补偿装置，对矿井低压无功进行调节。变电所接地电阻要求小于0.5Ω。为了防止雷电侵入波，在线路进线处装设避雷器保护。地面供配电矿井工业场地10kV变电所安装一台S9-1600/10、10/6电力变压器，利用一台原有S9-800/10、10/6电力变压器，以6kV向井下（2回）供电；以6kV双回路向主井绞车供电；以6kV双回路向主通风机供电。在矿井工业场地10kV变电所安装2台400kVA动力变压器，型号均为S9—400/6、6/0.4kV，一用一备，负荷系数为0.76。选用GGD2型低压开关柜，以380V双回路电缆向副井绞车、消防水泵房、副井井口房、主井井口房、空气加热室等一、二级动力负荷供电。以380V单回路电缆向办公楼、注浆站、机修车间、坑木房、矿井水处理站等动力及室内外照明供电。工业场地内室外照明，采用一般照明灯具，用电缆直埋敷设，采用手动控制方式。3）井下供配电57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计本矿井井下中央变电所变压器利用原有矿用一般型，其他高低压电气设备均采用矿用隔爆型；-270m水平变电所、采区1号和2号变电所高低压配电设备均选用矿用隔爆型。其它地方电气设备亦采用矿用隔爆型。井下负荷井下负荷为：最大涌水时计算有功功率1476.05kW，计算无功功率1015.13kVar，计算容量为1791.43kVA。选用2根MYJV42-60003×95煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆沿主井井筒引下至井下中央变电所，当一回故障时，另外一回能保证井下用电设备的正常运行。中央变电所为单母线分段接线，以6kV电压双回路向-270m水平变电所供电，电缆采用MYJV22—6000、3×70mm2交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆。-270m水平变电所为单母线分段接线，以6kV电压分别向采区1号和2号变电所供电，电缆分别采用MYJV22—6000、3×25mm2和MYJV22—6000、3×50mm2交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆。井下电压井下电压等级：井下高压6kV，低压660V，照明及手持式用电设备为127V。变电所设置及供配电根据矿井开拓方式、排水及采掘机械设备布置，在井底车场附近设井下中央变电所，采用BGP51矿用隔爆型高压开关柜、利用原有KS7型矿用变压器，选用具有选择性漏电保护的矿用隔爆型自动馈电开关。以6kV电压双回路向-270m水平变电所供电，电缆采用MYJV22—6000、3×70mm2交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆。井下中央变电所担负主、副暗斜井绞车和上仓胶带输送机等设备用电。-270m水平变电所、采区1号和2号变电所高低压配电设备均选用矿用隔爆型。-270m水平变电所变压器采用KBSG-315/6、6/0.69kV、315kVA矿用隔爆型变压器两台。采区1号变电所选用KBSG-400/6、6/0.69kV，400kVA矿用隔爆型变压器两台。采区2号变电所选用KBSG-400/6、6/0.69kV，400kVA矿用隔爆型变压器两台。660V低压配电开关均选用BKD5和DW80型矿用隔爆型真空馈电开关。-270m水平变电所为单母线分段接线，以6kV电压向主排水泵供电，以6kV电压分别向采区1号和2号变电所供电，电缆分别采用MYJV22—6000、3×25mm2和MYJV22—6000、3×50mm257 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆。-270m水平变电所担负二水平大巷胶带输送机的供电任务。采区1号变电所担负采区提升、采煤工作面、煤巷掘进工作面等设备用电。采区2号变电所担负采区排水、工作面顺槽运输和岩巷掘进工作面等设备用电。采区供配电设备均采用矿用隔爆型。井下低压电缆选用MYP-1000型煤矿用移动屏蔽电缆。井下照明井下大巷、车场、运输上（下）山、工作面运输顺槽及机电硐室设固定照明。照明灯具采用MDH11127/9型，照明线路均采用MYC—500煤矿用阻燃橡套电缆，干线与支线的连接采用热补法。接地系统井下中央变电所和-270m水平变电所的主接地极设置在主、副水仓中（主、副水仓各设一套），接地极采用面积不小于0.75m2的镀锌钢板。采区变电所、装有电气设备的硐室和每个低压配电点，均安装局部接地极。并通过电缆接地芯线、铠装电缆金属包层、机电硐室内的接地母线与主接地极可靠连接并形成不间断的井下接地网。井下接地网上任意一点测得的电阻值，不得大于2Ω。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间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。4）安全监控本矿井为低瓦斯矿井，煤层自燃，煤尘有爆炸危险。为了准确及时地了解井下环境状况，防止恶性事故的发生，并为生产调度及时提供各种设备的运行状况，有效地指挥生产，矿井设置KJ101煤矿安全监控系统，用以满足矿井安全及生产监测的需要。该系统由地面中心站、井下分站、电源箱及各种矿用传感器和矿用安全生产监测软件所组成。5）通信调度系统行政通信、生产调度通信57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计本矿井设计选用一台64门行政调度合一交换总机,安装在工业场地地面办公楼调度室内。地面办公室、绞车房、通风机房﹑压风机房、变电所、注浆泵站、机修车间等处设电话分机。井下中央变电所、-270m水平变电所、主排水泵房、采区变电所、采区排水泵房绞车房、回采面顺槽、掘进头等处设电话分机。地面通信与照明同杆架设，井下通信沿主、副井两侧各敷设一条矿用阻燃型通信电缆，以保证井下电话用户的通信需要。对外通信矿井原有直拨电话，已能满足对外联络的需要。外部通讯矿山与外界的通讯联系，采用程控电话进入共用电讯网或移动电话。内部通讯矿井内部井上、井下通讯选用矿用本安型选号报警电话，只需要一趟电话线便可组成独立的通讯系统。电话线选择矿用阻燃HYVR—1型电缆，下井电缆经主斜井口的室外分线盒引入。主、副暗斜井、运输上山提升信号设置组合式语音光电信号。第二节安全条件一、地层本区煤系地层被新近系、第四系所覆盖，地层自下而上依次如下：1、奥陶系中统马家沟组（O2）马家沟组灰岩为含煤建造之基底。底部灰至灰白色，薄至中厚层状石灰岩、泥灰岩、白云质灰岩及角砾状灰岩；中下部黑灰色厚层花斑石灰岩;中上部为纯质石灰岩及黄灰色泥灰岩、白云质灰岩互层;上部为深灰色、青灰色纯质石灰岩。O2层厚超过500m。2、石炭系中统本溪组（C2b）泵泵与下伏奥陶系中统呈假整合接触。本组下部为灰色泥岩及砂质泥岩，夹透镜状灰岩2层;中部为灰色细~粗粒硅质胶结石英砂岩;上部为深灰色及灰色泥岩、砂质泥岩含铝质鲕状结构。底部浅灰紫色鲕状豆状铝质泥岩与马家沟组灰岩分界。厚度为25m。3、石炭系上统太原组（C3t）由砂岩、砂质泥岩、泥岩、石灰岩及煤层组成。砂岩呈灰、灰褐色粉、细、中粒结构，矿物成份以石英为主，含长石较多，钙质或泥质胶结。砂质泥岩、泥岩为黑色~灰色，偶具鲕状结构含植物化石。C3L3灰岩底板为黑色浅海相钙质泥岩，常赋存大量动物化石。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计太原组含石灰岩9层，自下而上编号为C3L1~C3L9，其中C3L2、C3L3、C3L5、C3L8发育较好，C3L4、C3L9次之，C3L6、C3L7最次。石灰岩多深灰及灰黑色。太原组所含煤层为一煤组，含煤8层，其中发育较好的为一1煤。地层厚度：钻孔揭露厚度130～150m，（真厚度为115～125m）与本溪组地层整合接触。4、二叠系下统山西组(P1S)由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成，砂岩细~粗粒灰褐色,上部浅灰带绿色，矿物成分以石英为主,长石次之。下部含菱铁质,层面富集白云片及炭质，胶结物以泥质为主。砂质泥岩和泥岩多呈深灰色至灰黑色,上部浅灰夹紫斑,含铝质,局部具鲕状结构。本组含煤5层称二煤组,仅底部二1煤可采,其厚度钻探揭露8～12.37m,平均真厚7.47m,其余煤层均不可采,本组厚度75m左右.与下伏太原组呈整合接触。5、二叠系下统下石盒子组(P1X)由砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，砂岩为灰及灰黑色,细~粗粒,矿物成分以石英为主,次为长石及暗色矿物,钙质胶结。砂质泥岩和泥岩,中、上部灰绿色夹紫斑,局部具鲕状结构,下部为深灰色，含植物化石。全组厚110m,与山西组呈整合接触。6、二叠系上统上石盒子组(P2S)下段由砂岩、砂质泥岩及泥岩组成。砂岩多呈灰白色,灰及灰绿色,细至巨粒结构,.矿物成分以石英为主,长石次之,有时含少许暗色矿物及泥岩色裹体.胶结物成分较复杂,包括钙质,泥质,硅质及绿泥石质.砂质泥岩及泥岩为青灰色与紫色.上部具鲕状结构含豆状铁质结核,下部泥岩中常含菱铁质及白云质鲕粒，下段厚约200m，上段为砂岩、砂质泥岩及泥岩,其顶部为平顶山砂岩，地层厚约400米，与下伏下石盒子组呈整合接触。7、新近系(N2)由土黄色,黄褐色粘土,黄褐色灰白色砂质粘土,薄层至厚层状砾岩组成。粘土中常含钙质结核及零星石灰岩砾石，核查区内厚度100～180m,与下伏地层呈角度不整合接触。8、第四系(Q)以黄土为主，局部夹薄层砾石层,黄土质地均一,颗粒细匀，具有明显的垂直管道及较发育的柱状节理，厚度3～30m。二、地质构造57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计本区煤层走向由SN至NW20°，局部NW40°,大体是向E或NE倾斜的单斜构造，倾角30°左右，属倾斜煤层。探明断层有6条，断层走向NE30°~60°,倾向NW，现分述如下:1、F241:走向NE50°～60°,倾向NW∠60°,最大落差90m,正断层由二水平(-260)运输大巷及其他巷道证实。2、F12:走向NE30°,倾向NW∠40°,落差50m,正断层,12采区副下山揭穿,采区主下山揭露该断层往深部分叉且很快尖灭。3、F13:走向NE30°,倾向NW,倾角60°,落差约30米,正断层,断层延展长度500m。4、F308:走向NE30°倾向SE,倾角75°,落差大于1000m,正断层,核查区南部边界断层,已基本查明。5、F1067::走向NE70°倾向NW,倾角60°,落差10m,采面证实。6、F1066走向NE30°倾向SE,倾角60°,落差15m,正断层位于矿井西北角。7、岩浆岩本区内无岩浆岩侵入,但附近有喜山末期的橄榄玄武岩喷出岩体,根据中南地区地层表记载,喷出岩体地质时代划为第四系下更新统，根据地质报告，该岩体对煤质变化无影响。三、煤层及煤质（一）煤层本区含煤地层主要为石炭系太原组和二迭系山西组。太原组在本区厚度120m，含煤8层，自下而上依次为一1、一2、一4、一5、一6、一7、一8、一9煤。除一1煤层可采外，其余均不可采。山西组厚度约75m，所含二1煤层为本矿区主要可采煤层。二1煤层特征见表1-2-1。（二）煤质情况二1煤为黑色，金刚光泽，条痕黑色略带浅灰色，属半亮型煤。经综合分析二1煤为中灰特低硫贫煤。二1煤层煤质特征见表1-2-2。煤层特征表顶底板岩性57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计含煤地层煤段编号煤层厚度（m）最小～最大平均煤层夹矸层数厚度可采性稳定性容重（t/m3）顶板底板山西组二16.2～8.297.4710.3全区可采稳定型1.40直接顶为泥岩、砂质泥岩，厚2～5m。老顶为砂岩，厚10~26.25m。泥岩及砂质泥岩，厚0.7~17m。煤质特征表煤层水份Wf％灰分Ad％全硫St,d％磷Pd％发热量Qnet，v，dMJ/kg挥发分Vdaf％灰熔点℃结渣性热稳定性可磨性HGI二10.916.840.460.02130.7115.04＞1375171低中灰特低硫低特高低高熔中强中等易磨碎四、其它开采技术条件1、煤层顶底板岩性直接顶板主要为黑色及深灰色砂质泥岩或泥岩，厚度2~5m.浅部多为泥岩，深部多为砂质泥岩，21-1孔细中粒砂岩(S10)直接压煤，砂岩厚达26.25m，煤层老顶为砂岩，以21-1孔为中心向四周逐渐变薄至10m以下，砂岩斜层理发育，节理不甚发育。二1煤底板黑色泥岩或砂质泥岩，厚度0.7～17m。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计2、瓦斯据地质储量核查报告，大河涧许沟煤矿绝对瓦斯涌出量南翼3.1m3/min，北翼2.58m3/min；相对瓦斯涌出量南翼8.04m3/t，北翼6.33m3/t，属低瓦斯矿井。3、煤尘和煤层自燃2004年9月28日经平煤(集团)通风实验室煤尘爆炸性鉴定:二1煤煤尘爆炸指数17.51%，具有爆炸性；结合矿井生产实际，煤层属自燃煤层。5、地温在本区19－4孔曾作过稳态测温,测温曲线成果基本上反映了地温状况，从孔口以下100～660m，平均地温梯度为0.82℃/100m，孔底温度20.96℃，无热害影响。五、水文地质（一）主要含水层及隔水层1、主要含水层本区主要含水层有O2灰岩含水层、C3L2灰岩含水层、C3L8灰岩含水层、S10、S11…….等砂岩裂隙含水层、新近系砾岩孔隙含水层。O2广泛出露西部山区，总厚度大于500m,以大气降水补给为主，许家沟泉群为主要泻水点，富水性强,渗透系数K=0.173米/昼夜，单位涌水量Q=0.067公升/秒/米，PH=7.55，水质类型为HCO3SO4，Ca-Mg型水。太原组L2灰岩含水层露头被新生界地层覆盖，接受新近系砂岩含水层（N2）裂隙孔隙水补给或通过断层接受O2补给。富水性强，渗透系数=2.048米/昼夜，单位涌水量Q=0.2549公升/秒、米，PH=8.10，水质类型为HCO-SO4-Ca-Mg型水。太原组L8含水层补给水源与L2基本相同，富水性强。渗透系数K=0.413～5.554米/昼夜，单位涌水量q=0.0503～0.2407公升/秒/米，PH=7.45~7.90，水质类型为HCO3-SO4-K-Na-Ca-Mg型水。二1顶板砂岩含水层（S10、S11）受大气降水补给条件差，主要露头处接受N2裂隙孔隙水补给，富水性中等。渗透系数K=0.061～0.235米/昼夜，单位涌水量q=0.0240～0.0493公升/秒.米，PH=7.5，水质类型为HCO3-SO4-Ca-Mg型水。新近系砾岩含水层（N257 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计）部接受大气降水补给，具潜水性质。深部接受大气降水补给条件差，主要接受淇河水补给。2、主要隔水层本溪组隔水层，主要由砂质泥岩、泥岩、铝质泥岩和薄煤层组成厚度20～25m；二1煤底板隔水层，即二1煤至灰岩之间的砂质泥岩、砂岩、薄层灰岩（C3L9）及薄煤组成，厚度26～40m；二1煤顶板隔水层，由泥岩、砂质泥岩组成，一般厚度不大，起不到隔水作用；新近系底部粘土隔水层，该层发育不好，不连续，厚度0～40m。（二）断层导水性分析井田内多北北东、北东向断层,属压扭性断裂，两盘挤压较紧不易导水，但应重视两点：其一，巷道穿越断层，矿压变化可能破坏断层不导性；其二，就二1煤而言均为承压含水层，应重视水压与采掘关系。（三）矿井水文地质类型及矿井水涌水量预计根据大河涧许沟煤矿储量核查报告，本矿水文地质类型为二类二型，即水文地质条件中等的矿床。矿井正常涌水量为80m3/h，最大涌水量为160m3/h。六、对矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题（一）、勘探程度评价本区以往地质工作始于1958年，同年6月中南煤田地质局127队提交了《鹿淇勘探区地质精查报告》，该报告未包括许沟区；1966年6月125队提交了《盆场许家沟勘探区地质报告》；1981年8月鹤壁矿务局地测处、河南省煤田地质勘公司地质三队提交的《鹤壁煤田冷泉井田煤矿精查补充勘探地质报告》，经河南煤管局批准，评议结论为：构造控制较好属中等构造型，二1煤层属稳定型煤层。1999年5月鹤壁市地质队编制了《河南省鹤壁市大河涧许沟煤矿储量报告》，对矿井储量进行了核查，经河南省国土资源厅豫储证字（2001）010号文批复。2、现在的地质工作57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计2005年12月，受矿方委托，鹤壁市地质队又组织人员深入矿井进行地质、水文地质调查，并收集煤质、矿山排水等资料，了解矿井开采现状，于2006年1月提交了储量核查报告。基本上查明了井田构造形态、主要断层，查明了煤层赋存条件及其开采技术条件，确定了水文地质勘探类型及涌水量等，可满足矿井设计的要求。（二）地质构造分析及评价本区探明断层6条，以正断层为主，多为北北东、北东向，属压扭性断裂，两盘挤压较紧不易导水。但应重视两点：其一，巷道穿越断层，矿压变化可能破坏断层不导性；其二，二1煤顶底板含水层C3L2、O2含水层均为承压含水层，应重视水压与采掘关系。（三）资源及开采条件评价1、储量分布本矿井的开采对象为二迭系山西组的二1煤，井田范围内的二1煤层总资源储量为1185万t，其中淇河下压煤352万t。2、煤层及开采条件二1煤层厚度大，层位稳定，煤层结构简单，顶底板条件较好，易于管理，所有这些都为矿井开采提供了有利的资源条件。但煤尘具有爆炸性，随着开采深度的增大，瓦斯涌出量可能会相应增加，开采中必须采取相应的安全措施，确保矿井安全生产。（四）存在的问题及建议1、奥陶系灰岩含水层水位标高、富水性等情况近年来可能有所变化，但无最近资料，设计暂采用了矿方提供的+130数据。建议对此含水层作进一步的勘查工作。2、井田内早期施工的部分钻孔，缺少封孔记录或封孔质量不合格，生产过程中靠近这些钻孔附近时，应采取防范措施。第二章矿井设计概况一、工程性质现该矿为生产矿井，设计生产能力30万t/a。二、井田开拓开采1、设计能力和服务年限1）矿井工作制度根据《地方国营煤矿设计若干规定》，矿井设计年工作日数为330天。日工作制为三八制，日净提升时间15小时。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计2）矿井设计生产能力矿井设计生产能力为30万t/a3）矿井可采储量及服务年限矿井可采储量为485万t，储量备用系数取1.4，服务年限为11.5a。矿井服务年限=可采储量÷（设计生产能力×储量备用系数）=485÷(30×1.4)=11.5(a)。2、井田开拓1）开采方式两水平下山开拓。2）井筒位置及装备该矿现有2个井筒，即主井和副井。根据矿井开采技术条件，并充分利用现有的井巷工程，仍利用现有主、副井两个立井井筒，立井两水平下山开拓全井田。一水平标高-42.5m，二水平标高-270m。主井净直径4.2m，井深208.188m,装备一台2JK-25×1.2/20型双滚筒绞车，配备一对2.5吨非标箕斗主要担负提煤任务，兼做进风井，安设金属梯子间兼安全出口；副井净直径3.8m，井深182.34m，装备一台2JT1600/824型双滚筒绞车，配备一对0.75吨非标罐笼，担负运料、升降人员等辅助提升任务，兼作回风井，安设金属梯子间兼安全出口。主暗斜井，斜长478.5m，装备一台2JK-2/20型双滚筒绞车，配备一对3吨非标斜井箕斗，主要担负提煤任务，兼做进风；副暗斜井，斜长481m，装备一台2JT-1.6/20型双滚筒单绳缠绕式绞车，配备一对XRC10-6/6S型人车承担运送人员任务，兼进风。12采区轨道下山，斜长430m，装备一台JT1200/1030型单滚筒单绳缠绕式绞车，担负提矸、下料任务；-270m水平主要运输巷，长约815m，安设5台胶带输送机，担负运煤任务，兼进风；-42.5m水平总回风巷，长约782m，配备2.5吨防爆蓄电池电机车牵引0.75吨非标矿车，兼辅助运输。矿井地质储量1185万t，可采储量544.5万t，设计生产能力0.30Mt/a，服务年限14a。井下技术改造完成后以一个采区，两个分层采煤工作面保产，三个掘进头保证生产接替。3）、主暗斜井提升设备57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计主暗斜井斜长478.5m，倾角22°～32°。提升系统利用原有。提升容器为一对3t非标单绳斜井箕斗，提升机为2JK-2/20型双筒单绳缠绕式提升机一台，配套电机JBRO450S-8型防爆电机，功率185kW，电压660V，转速743r/min。电控选择BSJ1-2D/185D型防爆成套电控系统一套。4）、副暗斜井提升设备副暗斜井斜长481m，倾角22°～31°。提升系统利用原有。提升容器为一对XRC10-6/6S型斜井人车，提升机为2JT-1.6/20型双筒单绳缠绕式提升机一台，电机选择JBRO355M-8型防爆电机，功率110kW，电压660V，转速741r/min。电控选择BSJ1-1.6D/110D型防爆成套电控系统一套。5）、12采区轨道下山提升设备12采区轨道下山，斜长430m，平均倾角30°，提升系统利用原有。提升容器采用0.75t非标矿车单钩串车提升，提升机为JT1200/1030型单筒缠绕式提升机一台，配电动机JBR52-6型绕线式电机一台，功率75kW，电压660V，转速985r/min。6）、22采区轨道下山提升设备22采区轨道下山斜长262m，倾角23°～27°，采用0.75t非标矿车，XRC10-6/6型斜井人车，单钩串车提升，选用一台JTB1.2×1.2-24型单筒防爆绞车及JBRO315S-6型，75kW，660V防爆电机一台。三、通风设备本矿井原采用中央并列式通风系统，主井进风，副井回风。安装风机为FBCDZ№2×110防爆对旋轴流通风机。本次技改设计仍采用原有通风系统。矿井通风量52m3/s，矿井通风负压初期为1614.4Pa，后期为1822.8Pa。经验算，矿方原有风机能够满足矿井技改后的通风要求。四、排水设备1、-62.6m水平主排水设备矿井正常涌水量80m3/h，最大涌水量160m3/h，排水高度201.2m。-62.6m水平主排水设备为矿方已安装MD280-43×6型矿用离心式排水泵1台，配用YB355L2-4，315kW，6kV，1488r/min三相异步防爆电动机，D155-30×9型矿用离心式排水泵5台，配用YB355S157 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计-4，185kW，660V，1488r/min三相异步防爆电动机。由于1号、2号主排水泵房为两个独立的排水系统，新增加D155-30×9型水泵一台。2、-270m水平主排水设备矿井正常涌水量80m3/h，最大涌水量160m3/h，排水高度207.4m。-270m水平主排水设备为矿方已安装MD280-43×6型矿用离心式排水泵1台，配用YB355L2-4，315kW，6kV，1488r/min三相异步防爆电动机，D155-30×9型矿用离心式排水泵2台，配用YB355S1-4，185kW，660V，1488r/min三相异步防爆电动机。五、压风设备本矿井地面无用风点，该矿基本没有岩巷，主要为压风自救系统服务。选择MOGF16/7型井下移动式螺杆空压机两台，一台工作，一台备用，排气量16m3/min，排气压力0.7MPa，配套电机YB280M--4型，功率90kW，电压660kV，转数2980r/min。冷却风扇配电动机YB100L--6型，功率1.5kW，电压660kV，转数980r/min。压风管采用φ60×4mm无缝钢管。六、井上、下主要运输设备井下主要运输设备1、运输方式井下煤炭主运输采用胶带输送机与斜井箕斗联合运输。辅助运输采用蓄电池电机车牵引0.75吨矿车运输。2、主要运输设备（1）胶带输送机-270m水平主要运输巷，安设5台胶带输送机，带宽650mm。-62.6m水平上仓胶带输送机平巷胶带输送机一台，带宽800m。（2）蓄电机池电机车-42.5m水平总回风巷内辅助运输选用两台型号为CTY2.5-6G蓄电池电机车，一用一备。（3）架线式电机车-270m水平架设架线式电机车。七、煤质特征1、二1煤呈黑色，金刚光泽，条痕黑色略带浅灰色。属半亮型煤。具均一状和条带状结构，硬度较小，松散易碎。原煤灰分（Ad）一般为16.84%，原煤全硫（St,d57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计）含量0.46％左右，原煤干基恒容高位发热量（Qgr,v,d）为30.71MJ/kg，依据《中国煤炭分类标准》（GB5751—86），二1煤的煤类属低中灰、特低硫、特高热值之贫煤。2、煤的用途根据煤质特征，主要用于动力用煤及民用煤。3、煤的加工根据建设单位要求，设计对该煤矿毛煤进行手选矸石及杂物后，混煤销售，该商品煤可满足市场对煤质的需求。八、生产系统主井生产系统煤矿现有主井直径为Φ4.20m。井筒内装备一对2.5t非标箕斗，井下煤炭经箕斗提出地面后，卸入井口接受仓，由胶带输送机送往储煤场储存。人工在储煤场将煤炭中的大块矸石和杂物拣出，以提高煤炭质量。副井生产系统副井净直径3.80m，装备一对0.75t罐笼，主要承担矿井上下人员、设备、材料及提升矸石任务。井上下配备罐座、阻车器、安全门、金属支持结构等相关设施。现有副井井口，井底操车设备满足扩建后生产需要。副井回风，井口房密闭，并设有防爆门。九、井田开拓方式根据矿井生产实际，考虑到本矿井储量不多，井型较小；为低瓦斯矿井，矿井涌水量较小，开采技术条件较好；主副暗斜井提升设施和矿井通风系统较为完善，地面生产系统、行政福利设施也较为完善、齐全等实际情况，本设计仍利用现有工业场地，仍利用现主井作为主井，担负提煤、进风等任务；仍利用现有副井作为副井，担负辅助提升任务兼回风井；仍利用现有两个开采水平及其间的暗斜井开采全井田。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计经分析比较，利用-270m水平大巷作为胶带输送机大巷，与现有主暗斜井、-62.6m水平上仓胶带输送机平巷一齐承担运煤任务。将现有12采区轨道下山延伸至-270m水平，与现有-42.5m水平总回风巷一齐承担井下辅助运输任务，现有副暗斜井用作升降人员。本矿井虽井型不大，但井下通风距离相对较长。为降低矿井通风阻力，设计利用现有主、副暗斜井、-62.6m水平大巷（经12采区轨道下山）同时向22采区进风，利用-270m水平总回风巷、12采区提煤下山、-42.5m水平总回风巷回风。井下涌水由暗斜井井底-270m水平泵房经副暗斜井排至主井底-62.6m水平水仓，再由-62.6m水平1（2）号主排水泵房经主井井筒排至地面。1、水平划分及阶段垂高设计仍维持现有的两个开采水平，其中一水平除淇河下压煤外，已基本采完。一水平标高-42.5m，阶段垂高227.5m；二水平标高-270m，阶段垂高130m。2、大巷布置目前，-270m水平胶带输送机大巷（即原-270m水平轨道运输巷大巷）已沿二1煤层施工498m，三心拱断面，砼砌碹，净断面积8.2m2，距22下山采区上部车场还有346m。为减少大巷胶带输送机数量，加快大巷施工进度，并有利于22采区煤仓的布置，新掘大巷向南穿过F12断层后沿二1煤层底板布置。-270m水平总回风巷仅有12采区提煤下山和22采区专用回风下山之间一段，长81m，沿二1煤层顶布置。一水平总回风巷仍采用现有-42.5m水平总回风巷，该总回风巷兼作一水平辅助运输大巷。一水平-62.6m水平大巷仅作为进风大巷。3、采区划分及开采顺序井田范围内，F241断层以北已基本采完。在F241断层以南，以-270m水平大巷为界划分为12下采区和22下采区两个下山采区。12下采区基本上全被淇河所压，矿方已在淇河下进行了试采并取得了成功，目前正在编制河下采煤试采报告。等试采报告经原试采批准部门审批后，方可进行河下压煤开采。因此，矿井初期投产采区为22下山采区。十、采区布置及装备1、采煤方法二1煤层倾角25～38°，平均32°，厚度6.2～8.29m，平均煤厚7.47m，煤层赋存较稳定，煤层直接顶板主要为泥岩或砂质泥岩，21-1孔细中粒砂岩直接压煤，厚达26.25m；底板为泥岩及砂质泥岩。另据矿井开采实际揭露情况，F241断层以南二1煤层顶板大部分为砂岩，顶板较为坚硬。故设计确定采用倾斜分层走向长壁采煤法，放炮落煤，全部陷落法管理顶板。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计2、采区巷道布置根据《煤矿安全规程》第113条，低瓦斯矿井分层开采采用联合布置的采区，必须布置1条专用回风下山的规定，设计确定22采区布置三条下山及相应车场，关于采区下山的层位，由于二1煤层为厚煤层，根据目前矿上的生产实际，确定轨道下山和胶带输送机下山均沿二1煤层底布置，采区专用回风下山沿二1煤层顶布置。采面布置为走向长壁后退式工作面，由采区边界向下山方向推进。3、工作面采、装、运主要设备回采工作面选用ZMS-1.2A湿式煤电钻打眼，采用MFB-150型发爆器放炮落煤,人工攉煤。回采工作面采用SGB620/80型刮板运输机运煤，工作面运输顺槽采用SSJ650/40型可伸缩带式运输机运煤，轨道采用JD-11.4调度绞车和0.75吨矿车运料及设备。第三章矿井通风安全第一节概况一、资源来源1、鹤壁市地质队2006年编制的《鹤壁市大河涧许沟煤矿资源储量核查报告》；2、煤炭工业郑州设计研究院编制的《鹤壁市大河涧许沟煤矿技术改造初步设计》；3、煤炭工业郑州设计研究院编制的《鹤壁市大河涧许沟煤矿淇河下采煤初步设计》二、井田瓦斯、煤尘爆炸性、煤的自燃倾向性、煤和瓦斯突出及地温情况1、瓦斯经鉴定该矿为低瓦斯矿井，煤有自燃发火性，发火期3～6个月；煤尘具有爆炸性，爆炸指数12.76%。因此在生产时要加强瓦斯管理，采取综合防尘措施，防止灾害事故发生。2、煤和瓦斯突出情况矿井无煤与瓦斯突出危险性资料，该矿现未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，与该矿最近的鹤壁市许沟矿均无煤与瓦斯突出历史记录。与该矿相临的鹤煤十矿为高瓦斯矿井，为保证煤矿建设和生产的安全性，建议在未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定前，矿井生产时按煤与瓦斯突出矿井进行管理。在生产中需作好煤与瓦斯突出预测及鉴定工作，矿井施工及安全管理中应引起高度重视。石门揭煤和巷道过断层时必须采取相应的安全措施。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计矿井应及时补充开采煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定工作，并依据实际鉴定结果采取相应安全措施，以指导矿井安全生产。3、地温情况本井田属地温正常区，无热害影响。三、对瓦斯等级及地温变化的预测随着开采深度的延伸瓦斯含量必将增加：1）不仅瓦斯涌出量增大，而且由于来自开采层围岩的瓦斯涌出的将增高，矿井的瓦斯平衡也将发生变化，2）随着开采深入，尤其在深部，通风较困难，瓦斯易于聚集。第二节矿井通风一、通风方式和通风系统1、通风方式（1）通风方式：中央并列式机械通风。（2）通风方法：矿井主要通风机的通风方法采用抽出式。回采工作面采用U型通风方式，掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。2、通风系统1）、通风线路为：主井→-62.6m水平进风巷→12轨道下山（运输下山）→工作面→回风下山→-42.5m水平回风巷→副井→地面。2）、通风线路为：主井→-62.6m水平进风巷→主、副暗斜井→-270m水平运输巷→回风下山→-42.5m水平回风巷→副井→地面。改变全矿井通风系统时，必须编制通风设计及安全措施，并审批。二、采掘工作面及硐室通风1、采掘工作面通风采煤工作面利用矿井主要通风机全负压通风，回采工作面设有独立的进回风系统。掘进工作面利用压入式局部通风机辅助通风，并设有独立的进回风联络巷道，掘进工作面与采煤工作面不构成串联通风。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计掘进工作面为准备工作面掘进头，采用FBDN05.6—2×11型对旋轴流压入式通风机（额定风量为200——340m3/min），配备两台，一台工作一台备用，与600㎜柔性风筒配套使用。。局部通风机和启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧的新鲜风流中。风机将新鲜风经风筒压送到掘进工作面，为了能有效的排出炮烟，风筒出口到掘进工作面的距离LP不能超过风流从风筒出口到转向点的距离即有效射程LR，有效射程可由:LR=(4～5)S0.5式中S-为掘进巷道净断面积煤巷掘进不允许超过5m。2、硐室通风独立通风硐室5处，分别为主井底中央变电所、泵房、12采区副车房变电所、和-270m水平变电所、水泵房。5处硐室独立通风均符合规程规定。3、局部通风机的使用必须注意以下几点1）掘进巷道贯通相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。贯通时，必须由专人在现场统一指挥，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，工作面入口必须有专人警戒。贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。2）掘进巷道必须采用局部通风机通风。煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式。3）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。压入式局部能风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》的有关规定。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计4）必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定。5）掘进工作面的局部通风机采用“三专”(专用变压器、专用开关、专用线路)供电和“两闭锁”(风、电及瓦斯、电闭锁)。6）严禁3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。4、防止瓦斯积聚及井下通风管理必须注意以下几点1）矿井主要通风机采用双回路供电，一回路电源停止供电后，另一回路必须马上投入运行。由变压器供主要通风机的双回路电源上不得分接其他负荷。2）建立测风制度，每10天进行一次全面测风。对采掘工作面和其它用风地点，根据实际需要随时测风，将每次测风结果记录并写在测风地点的记录牌上，并根据测风结果调节风量。3）使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风；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。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。4）掘进工作面当瓦斯积存量大时，可采用风筒增阻排放法：可用绳子把柔性风筒捆结，缩小其断面或在风机的吸风口用木板阻挡部分通风断面进行增阻，随着混入矿井主通风风流的瓦斯浓度的下降逐渐增大风筒断面，直到全断面通风。5）通风系统或通风设施的破坏或异常(如风门该关的未关，风道堵塞、临时改变通风系统，掘进通风风筒脱节或破坏等)，都会造成局部或区域风量不足甚至无风，产生瓦斯积存。因此出现这些异常，必须及时修复，采取措施恢复正常通风。6）独头巷道长或封闭的独头巷道启封后排放瓦斯应制定专门的排放瓦斯的措施。一般可采用逐段通风排放法：排放由外向内逐段区段进行，先准备一节5m长的短风筒，接在密闭外的风筒上，用其冲淡启封密闭墙的开口孔洞瓦斯，控制风筒的排风量，使冲淡后的瓦斯浓度低于1.5%，正常后再区段接长风筒逐段排放巷道积存瓦斯，直到全独头积存瓦斯排放完转入正常通风时止。三、井下通风设施及构筑物布置57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计1、井下通风设施及构筑物设置1）密闭井下凡不使用的巷道(包括联络巷)全部实行密闭；采空区必须及时封闭，必须随采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道；采区开采结束后45天内，必须在所有与已采区相连通的巷道中设置防火墙，全部封闭采区。2）风门设置地点见鹤壁市大河涧许沟煤矿有限责任公司矿井通风系统图。3）防爆门为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，在风井口处设置防爆门。4）测风站用以测量全矿井总进风量和回风量，以及各掘进面、各回采工作面的进风量和回风量。2、井下通风设施及构筑物要求a、风门设置要求（1）避免在弯道和倾斜巷道中设置风门；（2）风门的前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.45m，四周掏槽深0.2～0.3m；（3）结构严密，漏风少，向关门方向缓倾斜80°～85°；（4）风门应迎风流开启，通过矿车的巷道，两组两风门间距应大于一串车长度，并能使风门正常开启和关闭；（5）风门要求设置两组，含正反向风门各两道，两道正向风门必须连锁，一道打开，另一道必须关闭。（6）安全出口风门须设置双向联锁风门。（7）风门等通风构筑物的设置应坚固稳定，并加强通风管理，及时检查和维修。b、调节风门要求需要调节风量的巷道设置调节风门(即是在风门上安设可以调节的风窗)，其技术要求与风门相同。c、挡风墙(密闭)要求57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计（1）永久性挡风墙采用不燃性材料(如砖、料石、水泥等)建筑，墙上部厚≥0.45m，墙下部厚≥1.0m，墙前后5m内的巷道支护要完好且为防腐支架；无积煤、片帮、冒顶；四周在煤中掏槽深度≥1.0m、在岩石中≥0.5m；墙面要严、抹平、刷白、不漏风。密闭内有涌水时，应在墙上装设U形放水管，利用水封防止放水管漏风。（2）对于服务期限短的临时性挡风墙：可用木柱、木板、可塑性材料等建造，木板需鱼鳞式搭接，用黄泥、石灰抹面，无裂隙，不漏风；要设在帮顶良好处，四周在煤中掏槽深度≥0.5m、在岩石中≥0.3m；墙前后5m内的巷道支护要完好且为防腐支架；无积煤；同时墙外要设置栅栏和警标。d、防爆门要求（1）为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机，在风井口处设置防爆门，防爆门至井筒内引风道的开口位置长10～15m，同时其距离应比引风道的距离短；（2）防爆门每6个月检查维修一次；（3）主要和备用通风机的2条引风道与回风井之间的夹角满足30°～45°，引风道内要设置两道风闸式风门，主要通风机运行时，主要通风机引风道风门全打开并固定好，备用通风机引风道风门则关闭并固定好。（4）矿井主要通风机设有反风装置，当井下发生火灾时经矿技术负责人的同意后可进行全矿井反向通风，为防止反风时由于风压作用将另一条引风道风门压开并短路流出，故安全出口中的风门要采用两道连锁的双向风门。（5）根据矿井反风要求，必要地点设置常开风门。e、测风站（1）须设在直线巷道中；（2）测风站本身长度不得小于4m，断面规则，附近至少有10～15m断面没有变化；（3）测风站不得设在风流汇合处附近；（4）测风站内不得有障碍。F、其他57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计矿井内的风门、调节风门、局部通风机的压送风筒、测风站、风墙及密闭等所有通风设施，应建立每天三班的巡回检查制度。并有可靠的检测、监控设备，保证设施经常处于完好状态，确保风路畅通和通风系统的安全可靠。四、安全逃生途径1、矿井安全出口设置及保证措施有关规定《煤矿安全规程》第十八条规定：“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；井下每一个水平到上一个水平和各个采区都必须至少有2个便于行人的安全出口，并与通达地面的安全出口相连接。未建成2个安全出口的水平或采区严禁生产。”《煤矿安全规程》第五十条规定：“采煤工作面必须保持至少2个畅通的安全出口，一个通到回风巷道，另一个通到进风巷道。”该矿安全出口设置：（1）矿井设置了2个井筒，井口之间的距离大于30m，满足规程要求；（2）采区内采煤方法采用走向长壁式采煤，每个工作面均设有运输和回风顺槽，运输顺槽通过运输下山与主附暗斜井相连，回风顺槽通过回风下山与回风井相连，满足规程之规定。2、保证措施1）采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护；2）安全出口必须设专人维护，发生巷道冒顶片帮、支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖。3）井巷交岔点，必须设置路标，标明所在地点，指明通往安全出口的方向。井下工作人员必须熟悉通往安全出口的路线。3、井下避灾路线57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计根据井下发生灾害的地点不同或灾害类型不同，应采取不同的避灾路线。因此事故发生时，在场人员应尽量了解或判断事故性质、地点与灾害程度，并由在场的负责人或有经验的老工人带领，根据当时当地实际情况，选择安全路线或按预先规定的安全路线，迅速撤离危险区域。井下发生冒顶事故时，要及时加强冒顶区的支护，全力营救被岩石埋住的人员。1）火灾、瓦斯及煤尘爆炸避灾线路井下发生火灾时，要立即通知附近的工作人员迅速撤除灾区，向火焰燃烧的相反方向撤退，最好利用平行巷道，迎着新鲜风流绕过火灾，沿新鲜风流流向的逆方向撤退，在从火区撤出时，必须戴上自救器。井下发生瓦斯爆炸事故时，会产生大量的有害气体和温度很高的气流或火焰。这时，要迅速背着空气震动的方向，脸朝下，卧倒在沟里或者用湿毛巾堵住嘴和鼻子，还要用衣服等物掩盖住身体，使身体的暴露部分尽量减少。事故发生后，首先要积极进行自救，戴好自救器，根据灾害预防和处理计划里规定的避灾安全路线，尽快离开灾区。两人以上要编组同行，互相帮助，由有经验的老工人带领。行进中要注意通风情况，要迎着进风的方向走。2）反风时的避灾路线当井下主要进风侧发生火灾时，应实行全矿井反风，反风前需将火源进风侧人员全部撤出，火源回风侧井下人员朝反风时的新风风流来向撤退出井。3）工作面发生水灾时避灾线路井下发生透水事故时，应撤退到涌水地点上部水平，避免进入涌水附近的独头巷道。但是当独头上山下部唯一出口被淹没无法撤退时，也可在独头工作面暂避。若是老塘老空积水涌出，则须在待避前快速构筑避难硐室，以防被涌出的有毒有害气体伤害。五、矿井风量、风压及等积孔1、风量计算及分配1）按井下同时工作最多人数计算Q1=4NK=4×123×1.25=615m3/min式中：N—井下同时工作的最多人数，123人；4—按井下每人每分钟4m3的单位风量计算矿井总风量。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用中央并列式通风时，可取1.20～1.25；本矿取1.25。2）按各用风地点的实际需风量计算(由内到外的计算方法)回采工作面所需风量的计算a、按瓦斯涌出量计算Q1=100QgK=100×2.5×2=500m3/minQg——瓦斯绝对涌出量k——瓦斯涌出不均衡风量系数1.2～2.1b、按工作面温度计算Q2=60V采S采=60×1.8×5.2=561.6m3/minV采——回采工作面风速按23～26℃选风速1.8m/sS采——采煤工作面最大、最小控顶时有效断面的平均值，㎡c、按工作人数计算Q3=4N采=4×45=180m3/minN采——回采工作面同时工作最多的人数d、按炸药消耗量计算Q4=25A=25×13㎏=325m3/minA——回采工作面一次爆炸使用的最大炸药量，㎏e、按风速验算57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计工作面最低风速15m/min（0.25m/s）、最高风速240m/min（4m/s）验算。回采工作面最小风速：561.6≥15S采≥15×4.3≥64.5回采工作面最大风速：561.6≤240S采≤240×4.3≤1032通过验算：15S采≤561.6≤240S采64.5≤561.6≤1032经计算，工作面需配风量561.6m3/min；工作面斜长103m，采高2m，煤壁面积为60×1.7=206m2，炮眼密度为1×0.6=0.6，炮眼数为206/(1×0.6)=343，每孔装药按150g计算，则工作面全长需炸药343×150=51.45kg，按工作面全长分4次装药爆破计算，则一次使用最大炸药量为25.50/3=12.86kg，取13kg。根据以上计算，回采工作面计算最大风量为:Q=max(Q1,Q2，Q3，Q4)=max(500，561.6，180，325)=561m3/min，该矿由1个工作面保产，工作面风量为561.6m3/min，满足上述风速验算要求。掘进工作面所需风量的计算掘进工作面风量计算上、下顺槽需要风量计算12111上、下顺槽（12241上顺槽掘进时CH4浓度0.5％）绝对涌出量280m3/min×0.5％=1.4a、按瓦斯涌出量计算Q1=100qgK=100×1.4×257 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计=280m3/minqg——掘进工作面瓦斯绝对涌出量（日单进5m）m3/mink——掘进工作面瓦斯涌出不均衡风量系数1.5～2.0b、按同时工作最多人数计算Q2=4N采=4×20=80m3/minN采——工作面同时工作最多的人数c、按炸药消耗量计算Q3=(AJ×b)/(t×c)=25×3.5㎏=87.5m3/min式中：AJ—掘进工作面一次使用的最大炸药量，kg；b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取b=0.1m3/kg；t—通风时间，一般不少于20min；c—爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.02%。将各参数取值带入上式后，简化为：Q2=25AJ=25×3.3=82.5m3/min&nbs掘进巷道断面掘进面积按5m2计算，炮眼密度为0.6×0.7，炮眼数为5/(0.6×0.7)=11.9个，每眼装药按300g计算，则每个掘进面需炸药11×300=3.5kg。d、按风速验算煤巷按最低风速15m/min（0.25m/s）、最高风速240m/min（4m/s）验算。煤巷掘进工作面最小风量：Q3≥15S掘≥15×5≥7557 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计煤巷掘进工作面最大风量：Q3≤240S掘≤240×5≤1200S掘——掘进工作面净断面积，5m2式中：qb—掘进工作面回风流中的沼气的平均绝对涌出量，m3/min；e、按局部通风机的吸风量计算Q=Qf×If×Kf=300×1×1.2=336m3/min式中：Qf—掘进工作面局部通风机的吸风量，该煤矿正常掘进采用2×11KW的局部通风机其风量为340～200/min，效率≥80%；If—掘进工作面同时运转的局部通风机台数；Kf—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。根据以上计算，Q=max((Q1,Q2，Q3，Q4))=max(280、80、87.5、336)=336m3/min符合掘进工作面的风速验算要求。（3）硐室所需风量的计算设计按采区通风需要进行配风。该矿开采期间井下设置有需独立通风硐室5处，风各按1m3/s(即60m3/min)考虑。于是：Q=60×5=300m3/min今后在实际生产中，需根据矿井实际情况在井下设置调节风门以满足工作面的风量分配与产量相一致。矿井在今后生产中，并依据测定结果核算矿井需风量及生产能力；若矿井通风系统发生变化，亦必须重新进行通风系统设计及风量计算。根据《煤矿矿井采矿设计手册》规定，对于小型矿井只需计算通风困难时期的通风阻力，不再计算通风容易时期的通风阻力。所以，本设计的风机选型只考虑通风最困难时期矿井的风量和负压。若矿井前期风量和负压较小，现有风机能满足生产要求可以继续使用。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计矿井通风最困难时期为二1煤层22采区开采时期。等积孔计算及通风难易程度评价1）矿井风量：Q=50m3/s2）矿井风压：h难=1783Pa3）矿井总等积孔:A难=1.87m2从以上计算可知该矿在通风困难时期均属于中等矿井3、降低风阻措施1）砌碹巷道表面应尽量光滑平整，以降低通风阻力。2）在容易产生局部阻力的地方，应尽量降低局部阻力系数。巷道连接处应做成斜线或圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免直角转弯或小于90°转弯，转弯处内、外侧施工成斜线或圆弧形，必要时设置导风板。3）在日常通风管理工作中，应避免在主要巷道中停放矿车、堆放杂物，巷道应随时修复，保证其完整性并保持足够的有效通风断面，以利于风流畅通。4、防止漏风措施风门等通风构筑物的设置应坚固、稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。六、反风1、反风方式、反风系统及设施矿井利用轴流式通风机反转的方法反风。在反风时，调换电动机电源的两相，可以改变通风机动轮的旋转方向，使井下风流反向。这种反风方法不需要设置反风道，比较经济。反风必须能在10min内改变巷道中的风流方向。当风流方向改变后，主要通风机的供风量不应小于正常风量的40%。反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习，矿井通风系统有较大变化时，也要进行一次反风演习。主要通风机在停风期间，必须打开井口防爆门和有关风门，以便充分利用自然通风。根据矿井反风要求设计该煤矿在所有进风和回风巷道之间，分别设置两道双向风门，目的是保证矿井反风时，使风流方向与正常时期正好相反，这样不会出现风流短路现象。七、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析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57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计1)矿井设计中央并列式通风，采用抽出式通风方法，采用主井进风，副井回风，通风可靠；2)采区有独立的进回风系统，工作面采用U型通风方式，利用矿井主要通风机抽出式通风，工作面具有独立的进回风系统；3)掘进工作面采用矿用防爆局部通风机和风筒组成一体进行通风，工作方式为压入式。局部通风机和启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧。4)抽出式通风是当前主要的通风方式，适应性广泛。具有漏风量小，通风管理简单等优点，同时由于井下风流处于负压状态，当主通风机因故停止运转时，井下风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全。2、反风系统及可靠性矿井利用轴流式通风机反转的方法反风。在反风时，调换电动机电源的两相，可以改变通风机动轮的旋转方向，使井下风流反向。这种反风方法不需要设置反风道，比较经济。其反风量可达正常风量的65～85％，不必另设反风道，满足《煤矿安全规程》关于反风量不小于40％的规定。3、矿井通风设备及设施的保证措施矿井风机房内设计配备了2套同等能力的主要通风机，其中一套运行，一套备用，并能在10min内开动。矿井主通风机采用双回路供电，保证了主通风机的连续运转。为了确保井下风量的稳定性，根据《矿井通风安全装备标准》，配备了足够数量的通风检测设备，以满足矿井通风日常管理、瓦斯(含二氧化碳)等级鉴定、反风演习工作的需要。装有主通风机的风井井口安装有防爆门，当风机停止运转时，防爆门打开，可充分利用自然风压的作用。第四章瓦斯灾害防治第一节瓦斯一、矿井瓦斯等级该矿2008年度瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井二、瓦斯梯度未获得瓦斯梯度资料。第二节防爆措施57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计一、瓦斯爆炸条件及预防措施1、瓦斯爆炸必须同时具备三个条件（1）瓦斯浓度在爆炸范围内；（2）高温热源存在时间大于瓦斯的引火感应期；（3）瓦斯—空气混合气体中的氧浓度大于12%。第三个条件在生产矿井中是始终具备，故为了防止瓦斯爆炸就是要限制第一和第二个条件的出现。2、预防瓦斯爆炸的措施（1）防止瓦斯的积聚；（2）限制高温热源的出现；（3）防止瓦斯爆炸事故的扩大。二、防止瓦斯积存与超限矿井必须从采掘工作、生产管理上采取措施，防止瓦斯积存。瓦斯积存时必须及时处理，通风异常与瓦斯涌出异常是造成瓦斯积存的根本原因。因此，防止瓦斯积存的根本措施是避免这些异常的发生，或者一旦出现异常，必须及时采取措施，在未造成事故或灾害之前，使其恢复正常；如果经处理仍不能恢复正常，应将其控制在局部地点，使异常局部化，并在异常区采取措施杜绝一切可能产生的火源或撤人，以策安全。1、加强通风（1）加强通风是防止瓦斯积聚最基本、最有效的措施。（2）掘进工作面局部通风机必须保证设置在进风侧新鲜风流处，防止产生循环风。风筒出风口应随工作面掘进及时移动，确保掘进工作面有足够风量。（3）局部通风机因故停止运转，引起其供风的掘进头无风，可能会造成瓦斯积存。故在恢复通风前，必须检查瓦斯浓度，证实停风区中瓦斯浓度不超过1%或CO2不超过1.5%，且局部通风机及开关附近10m内瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开动局部通风机，恢复正常通风。（457 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》有关规定。（5）必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定。为了能有效的排出炮烟，风筒出口到掘进工作面的距离LP不能超过风流从风筒出口到转向点的距离即有效射程LR，有效射程可由LR=(4～5)S0.5确定(S为掘进巷净断面积)。（6）严禁3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。(贵州省大方县一号煤矿只有1个掘进工作面)（7）临时停工地点，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向调度室报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%不能立即处理时，必须在24h内封闭完毕。（8）通风系统或通风设施的破坏或异常(如风门该关的未关，风道堵塞、临时改变通风系统，掘进通风风筒脱节或破坏等)，都会造成局部或区域风量不足甚至无风，产生瓦斯积存。因此出现这些异常，必须及时修复，采取措施恢复正常通风。（9）采煤工作面和掘进工作面均为独立的通风系统，回采工作面采用U型通风方式，掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风，风筒出口距离掘进迎头不大于5m。矿井各用风地点必须供给足量新鲜风流，以保证矿井正常生产及人身的安全。根据计算贵州省大方县一号煤矿采、掘工作面具有足够的风量和合适的风速。（10）建立测风制度，每10天进行一次全面测风。对采掘工作面和其它用风地点，根据实际需要随时测风，将每次测风结果记录并写在测风地点的记录牌上，并根据测风结果调节风量。（11）掘进工作面必须实行“三专两闭锁”。2、严格瓦斯检查制度（1）矿井必须建立严格的瓦斯及其它有害气体的检查制度。瓦检员必须进行培训考试，合格后持证上岗。（2）矿井必须建立安全仪表计量检验制度。建立矿井安全监测监控系统。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计（3）建立完备的瓦斯和其它有害气体检查制度。矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘队长、通风队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪。安全监测工必须携带便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪。（4)建立完备的通风设施和通风系统的检查制度。配备足够数量的通风安全检测仪表，仪表必须由国家授权的安全仪表计量检验单位进行检验。（5）所有采掘工作面、硐室、使用中的机电设备的设置地点、有人员作业的地点都应纳入检查范围。变化异常的采掘工作面，设专人经常检查，并安设甲烷断电仪。（6）瓦斯检查人员执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》有关条文的规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。通风值班人员必须审阅瓦斯班报，掌握瓦斯变化情况，发现问题，及时处理，并向矿调度室汇报。通风瓦斯日报必须送矿长、矿技术负责人审查并签字。（7）采、掘工作面当班班长必须携带便携式瓦斯监测报警仪，将其悬挂在采煤工作面回风上隅角或掘进迎头不大于5m处，一旦出现瓦斯涌出现象，立即停止作业、撤出人员、切断电源，汇报矿领导，制定专门措施处理。（8）井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度每天至少检查1次，挡风墙外的瓦斯浓度每周至少检查l次。采掘工作面的瓦斯浓度检查次数每班至少3次，并定期检查一氧化碳浓度，气体温度的变化等。3、及时安全地处理积存瓦斯矿井必须从采掘生产管理上采取措施，防止瓦斯积存；当发生瓦斯积存时，必须及时处理。处理积存的瓦斯采取的措施有：（1）在生产过程中采区结束后，至多不超过一个月必须把所有通向采空区的巷道封闭起来。所有通风构筑物严格按质量标准筑好，维护好。（257 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计）独头巷道长或封闭的独头巷道启封后排放瓦斯应制定专门的排放瓦斯的措施。一般可采用逐段通风排放法：排放由外向内逐段分段进行，先准备一节5m长的短风筒，接在密闭外的风筒上，用其冲淡启封密闭墙的开口孔洞瓦斯，控制风筒的排风量，使冲淡后的瓦斯浓度低于1.5%，正常后再分段接长风筒逐段排放巷道积存瓦斯，直到全独头积存瓦斯排放完转入正常通风时止。（3）矿井回风井中瓦斯或CO2浓度超过0.75%时，必须立即查明原因，进行处理。采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%时或CO2浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。（4）切实加强瓦斯排放、巷道贯通和盲巷管理工作，排放瓦斯和巷道贯通要认真编制安全措施并执行有关规定，井下盲巷和临时停风地点必须设置密封和栅栏，定期检测瓦斯和氧气浓度，并严禁任何人违章进入。三、井下电气设备及保护的选择1、井下电气设备的选择（1）井下电机和电气设备选用矿用防爆型的电气设备。（2）控制、通讯、信号设备选用矿用本质安全型。井下电话选用本质安全型电话，并使用矿用电话电缆；照明、灯具选用矿用防爆型。（3）电力电缆选用了经过检验合格并取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃铜芯电缆。2、井下电气保护的选择（1）井下所用电气设备必须符合《煤矿安全规程》规定的要求。井下不得带电检修、搬迁电气设备(包括电线、电缆)；井下防爆电气设备的运行、维护和修理工作，要符合防爆性能的各项技术要求。井下供电做到:无鸡爪子、无羊尾巴，无明接头；有过电流和漏电保护，有接地装置；电缆悬挂整齐，设备硐室清洁整齐。（2）井下馈电线上应装设短路、过负荷和漏电保护装置，以防止井下电气着火事故的发生。电动机的控制设备，应具备短路、过负荷、单向断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。四、防止瓦斯引燃的措施防止瓦斯引燃的原则是：对一切非生产必须的火源，要坚决禁绝。生产中可能产生的火、热源，必须严格管理和控制，防止它的发生或限制其引燃瓦斯的能力。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计1、严禁携带烟草和点火物品下井；严禁穿着化纤衣服；井下(非煤层中)需要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，每次必须制定安全措施，严禁在煤层中进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。建立严格的下井搜身和人员清点制度，并作好记录。2、井口房及通风机房周围20m内禁止使用明火，井下严格禁止使用灯泡取暖和使用电炉。矿灯应完好，如果有电池漏液、亮度不够、电线破损、灯锁不良、灯头密封不严、灯头圈松动、玻璃破裂等情况，不得发出矿灯，应爱护矿灯，严禁拆开、敲打、撞击矿灯。矿井中使用的矿灯必须符合国家相关要求，严禁使用假冒伪劣产品。3、井下使用防爆机电，加强机电设备的检查和维修，严防电器失爆，所有安装电机及开关地点附近20m巷道内，必须经过瓦斯检查确认无危险后，才能允许启动设备。4、掘进工作面必须实行“三专”(专用变压器、专用电缆、专用开关)；“两闭锁”(风、电及瓦斯、电闭锁)和完善系列化设备。局部通风机由专人负责管理，保证正常运转；局部通风机和启动装置安装在进风巷道中，并距掘进巷道回风口不得小于10米。风筒采用抗静电、阻燃风筒；严禁使用1台局部通风机同时向2个以上(含2个)作业的掘进工作面供风；局部通风机不得随意停风，因检修、停电等原因停风时，要撤出人员和切断电源。使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。使用2台局部通风机供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。5、防止机械摩擦火花和冲击火花的产生，采取安设过热保护装置、使用难引火性合金工具(如使用铵铜合金工具等)等措施。6、采掘工作面或其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0％时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内的风流中瓦斯浓度达到1.0％时，严禁爆破。7、采掘工作面或其他作业地点风流中，电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度超过1.5％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。8、放炮:放炮必须遵守井下爆破的有关内容的规定。（1）采、掘工作面都必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。使用煤矿许用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计（2）采、掘工作面应采用毫秒爆破。在掘进工作面必须全断面起爆，在采煤工作面严禁使用2台放炮器同时进行放炮。（3）炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分，应用粘土炮泥封实。（4）炮眼封泥严禁用煤粉，块状材料或其它可燃性材料，无炮泥或不实的炮眼，严禁放炮。（5）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时，不准装药放炮。（6）放炮母线、连接线和电雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、溜槽等导电体相接触。严禁使用固定放炮母线。（7）在放炮地点20m内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体阻塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。（8）井下放炮工作必须由专职放炮员担任。处理拒爆、残爆时，应严格按《煤矿安全规程》第341条、342条的有关规定执行，并在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。（9）放炮必须严格执行“一炮三检查”(装药前、放炮前、放炮后)和“三人连锁放炮”(放炮员、班组长、瓦检员)制度，严禁采用糊炮、明火放炮和一次装药多次放炮。第三节隔爆措施一、隔爆措施隔爆措施是防止爆炸由局部扩大为全矿性的灾难所采取的措施，使灾害损失减至最小。水的比热较高，比岩粉高5倍，因而吸热量大，隔爆效果更好；水在接触高温火焰时形成的水蒸气，更利于扑灭火焰；在冲击波的作用下，水飞洒的时间比岩粉更短；水的供给较岩粉更为方便，可长期使用不必更换，而岩粉必须经过加工和定期更换。因此选用水棚主要隔爆形式。矿井应每周至少检查1次煤尘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。二、隔爆水棚57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计水袋棚是一种经济可行的隔爆设施，水袋主要为塑料制品，对水袋作为盛水容器的材料，必须能经受水的长期浸泡，材质不腐烂和机械强度不下降，且具有阻燃和抗静电性能，其原理和水槽棚相同。水袋外形呈园弧形，水袋的安置方式主要为悬挂式。按保护的范围隔爆水棚分为：主要隔爆棚和辅助隔爆棚两类。但由40L及小于40L的水袋所组成的水袋棚不得作为主要隔爆棚。水袋必须符合《煤矿用隔爆水槽、隔爆水袋通用技术条件》的规定，经国家质检部门检验合格。水棚的计算与布置根据煤矿主要水棚布置地点选择原则布置隔水棚。顺槽和工作面回风顺槽及运输顺槽掘进头设置辅助水棚。1、在回采工作面巷道和煤层掘进巷道，两相邻集中式水棚之间的距离不得大于200m，特殊情况下不得大于250m。2、辅助棚的棚区长度不小于20m。3、棚列的水棚之间的间隙与水棚同支架或巷道壁之间的间隙之和≥1.5m，特殊情况下≥1.8m，两个水槽/袋之间的间隙≥1.2m。4、水棚边缘与巷壁、支架、顶板之间的垂直距离不得≤100mm，水袋底部至顶板(或顶梁)的垂直距离≥1.6m，水槽/袋底部至巷道轨面的垂直距离≤1.8m。5、水袋在井下巷道的安装方式采用吊挂式，并呈横向布置。6、水袋边缘与巷壁、支架、顶板(梁)之间的垂直距离≤100mm，水袋距顶板(梁)的垂直距离≥1.0m。7、同一排(列)中水袋之间的最小间隙≤100mm，也≥1.2m。8、在倾斜巷道中，安装水袋棚时，棚子与棚子之间应用铅丝拉紧，以免水袋棚晃动，并应调整水袋架与金属支架连接构件使袋面保护水平。三、避灾硐室1、根据具体情况，可设置井下避难所，并要符合下列要求：井下避难所的要求是：（1）避难所设在采掘工作面附近和放炮员操纵放炮的地点，避难所的数量及其距采掘工作面的距离，应根据具体条件确定。57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计（2）避难所必须设置向外开启的隔离门，室内净高不得低于2m，长度和宽度根据同时避难的最多人数确定，但每人使用面积不得少于0.5m2。避难所内支护必须保持良好，并设有与矿（井）调度室直通的电话。（3）避难所必须设有供给空气的设施，每人供风量不得少于0.3m3/min。如果用压缩空气供风时，必须有减压装置和带有阀门控制呼吸嘴。（4）避难所内应根据避难最多人数，配备足够的自救器。2、压风自救系统的要求是：（1）压风自救系统安设在井下压缩空气管路上；（2）压风自救系统应设置在距采掘工作面25～40m的巷道内、放炮地点、撤离人员所在位置以及回风道有人作业处。长距离的掘进巷道中，应每隔50m设置一组压风自救系统。（3）每组压风自系统一般供5～8个人用，压缩空气供给量，每人不得少于0.1m3/min。第五章矿井安全监测监控57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计一、安全监测监控系统设置要求1、矿井灾害种类和程度及设置安全监测系统的重要性该矿建设规模0.30Mt/a，低瓦斯矿井，煤层自燃，煤尘有爆炸危险。为了能够准确、及时地反映井下环境参数，达到对灾害的早期预测、预防安全事故的发生，并对主要生产环节的设备工作状态等参数进行监测，为生产调度及时提供各种设备的运行状况，进而有效地指挥生产，本矿井设置一套安全生产监测监控系统。安全生产监测监控设备型号为KJ101。2、矿井安全生产监测系统设置的条件和要求矿井安全与生产监测监控中心设置在办公楼微机房内。矿井安全方面的测点按《煤矿安全规程》、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》的相关要求进行配备，生产方面的测点按矿井生产管理惯例进行配备。3、设计依据：开采技术条件和安全条件本矿按低瓦斯矿井设计，煤层自燃，煤尘有爆炸危险。1)矿井设计资料a　工业场地总平面布置b　开拓方式、采区巷道布置及机械配备c　井下巷道开拓布置及机电峒室布置d　井上下供电系统e　矿井通风系统2)监测监控系统的产品技术说明书及相关设备资料。4、设计内容1)、依照矿井的灾害种类及灾害程度，结合矿井的建设规模，确定监测监控系统。2）、按照《煤矿安全规程》、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》的相关规定，确定瓦斯、风速、温度、负压、风门开关、设备开停、风电瓦斯闭锁环节等测点的位置、设备选型及实施方案等。3）、确定监测监控系统的传输方式和传输缆线、敷设方式等。二、安全监测监控系统选择57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计《煤炭工业矿井设计规范》第7.4.1条规定：安全监测监控系统的参数种类,应根据矿井的灾害种类及程度确定。依照本矿井的灾害种类及程度，系统重点对矿井的瓦斯、通风系统等进行监测监控。第二节安全监测、监控和传输设备选择一、监测设备选择《煤矿安全规程》第一百六十九条～第一百七十五条规定：低瓦斯矿井的采煤工作面，必须在工作面设置甲烷传感器。低瓦斯矿井的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷掘进工作面，必须在工作面设置甲烷传感器。装备矿井安全监控系统的矿井，每一个采区、一翼回风巷及总回风巷的测风站应设置风速传感器，主要通风机的风硐应设置压力传感器。按照上述相关规定选择瓦斯、风速、一氧化碳、温度、负压、设备开停、风流压力传感器等类型传感器并确定其设置地点，传感器采用标准通用型传感器。二、监控设备选型1、监控设备选型原则《煤矿安全规程》第一百六十条、第一百六十四条规定：安全监控设备必须具有故障闭锁功能：当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本安型电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后，自动解锁。矿井安全监控系统必须具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能；当主机或系统电缆发生故障时，系统必须保证甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能；当电网停电后，系统必须保证正常工作时间不小于2h；系统必须具有防雷电保护；系统必须具有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、存储和打印报表功能；中心站主机应不少于2台，1台备用。矿井安全监控系统中心站必须实时监控全部采掘工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态；防爆型煤矿安全监控设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号。按照上述相关规定，本矿使用的安全生产监控系统（KJ101）必须满足以上要求，具备以下功能。2、监控总站和各分站主要设备的功能、型号及数量57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计本系统由地面中心站、井上下7个监测监控分站(含电源箱)、各种矿用传感器构成。中心站功能：地面中心站设两台监测监控主机和一台打印机，主机对瓦斯、一氧化碳、温度、风速、负压等环境参数实时采集、处理、存储、显示、超限报警和打印；主机在不中断监测的条件下，完成对传感器的定义、定义值的修改和报表、曲线、图形的生成和修改；中心站有主队、从队两种扫描方式，极大缩短了扫描周期；通用数据库格式保存趋势数据资料，便于进行井下瓦斯分析预报；随时统计各分站的通讯、供电、报警、断电/复电和被测机电设备的运行状态，具备累计量采集和显示功能；传感器超限或开关量输入状态变化时，地面中心站具备优先级控制功能；系统具有雷击保护装置。数据传输：系统采用的传输技术，抗干扰能力强，传输距离远，监控半径达20km；系统通信采用双线传输，传输线无极性，给系统安装和维护带来很大方便；系统巡检时间不大于30S。分站功能：分站模拟量端口和开关量端口可互换，支持多种标准信号制式；当交流失电后，有内置的备用电池供电，在100%的负载时，供电时间大于2小时；当系统地面中心站与井下分站失去联系时，井下分站能存储最新2小时的监测数据，待系统正常后可自动将数据传到地面中心站；当通讯线短路或断路时，分站可作为智能断电仪独立工作，按照预先设定的报警、断电要求实现控制功能。井下分站具备风、瓦斯、电闭锁功能；分站具有自检功能，可以检查单片机工作是否正常、分站交直流供电状态、输入/输出状态以及模拟量的监测精度等；具有双串口，可作为各种子系统或智能传感器的接口。三、传输设备及器材选择《煤矿安全规程》第一百六十条规定：煤矿安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。《煤炭工业矿井设计规范»第12.2.7条规定：监测系统井筒电缆芯对数应留有50%～100%的备用量。监测监控系统在副井井筒内敷设一条矿用阻燃信号电缆，型号为PUYV39-1×4×1/1.38，其中两芯为备用。井下主信号电缆为PUYV31-2×2×1/1.38型矿用阻燃信号电缆，传感器电缆也为矿用信号电缆，型号为PUYVR，构成全矿井的监测监控系统传输网络。第三节监测设备各类传感器布置57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计根据《煤矿安全规程》《矿井通风安全监测装置使用管理规定》的相关要求布置各类传感器。一、矿井的回采工作面传感器选型及配置井下采区配有二个采煤工作面，传感器选配如下：1、工作面回风巷道中（轨道顺槽距回采面10m处）设置低浓度组合式瓦斯传感器，其报警值为≥1%CH4、断电值为≥1.5%CH4、断电范围为工作面及其回风巷中全部非本安电器设备，复电值为<1%CH4。2、在工作面中设置一氧化碳和温度传感器。3、在工作面的回风巷道和进风巷道中设置断电器和馈电状态传感器。二、在掘进工作面传感器选型及配置井下采区共配有2个煤巷及1个岩巷掘进工作面,传感器的选配如下：1、在掘进工作面中（距掘进头5m内），设置低浓度组合式瓦斯传感器，其报警值为≥1%CH4、断电值为≥1.5%CH4、断电范围为掘进巷中全部非本安电器设备，复电值为<1%CH4。2、在掘进工作面中设置一氧化碳和温度传感器。3、掘进工作面中的送风、电气设备和瓦斯浓度构成风电瓦斯闭锁。4、在掘进工作面中设置断电器和馈电状态传感器。三、其它地点传感器的选型及配置1、在总回风巷测风站设置风速、瓦斯传感器。3、在风机的风硐内设置风速传感器和负压传感器。4、-270m水平和22采区水仓设高低水位传感器。5、设备开停传感器：主副井绞车2个；主暗斜井绞车1个：副暗斜井绞车1个：上仓胶带输送机1个：采区运输顺槽胶带运输机5个；采区下山胶带运输机1个；大巷胶带运输机5个；57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计采煤工作面2个；-62.5m水平水泵房6个；-270m水平水泵房3个；22采区水泵房3个；通风机房4个；掘进头3个；2采区下山绞车1个；12采区轨道下山绞车1个。6、风门开关8组。7、井底煤仓上口设置低浓度组合式瓦斯传感器。8、在主副井绞车房设置温度传感器。第四节矿井各类传感器装备量一、矿井传感器装备标准该矿建设规模0.30Mt/a，传感器按低瓦斯矿井，煤层自燃，煤尘有爆炸危险选型，按2个回采工作面，2个煤巷掘进工作面，1个岩巷掘进工作面等配置。安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。各类传感器应按使用说明书要求定期调校。安全监测设备发生故障时应及时处理，在井下连续运行6～12个月，须将井下部分设备全部运到井上进行全面检修。二、矿井各类传感器的装备量矿井安全与生产监测监控的各类传感器装备量详见表8—4—1。各类传感器备用量按使用量的10～25%考虑（注：至少一个），并适当考虑不可预见因素。矿井安全与生产监测监控的各类传感器布置详见C1376A-274-1。第五节矿井安全监测监控系统运行可靠性分析矿井安全生产监测监控系统是一种将计算机用于煤矿安全生产信息集中监控和管理的综合系统，类属于分布式总线型树状网络结构。该矿使用的系统应具有以下性能：57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计分站采用工业计算机技术,具有独立进行数据采集、处理和完成相应控制的功能。分站的相对独立性可大大地提高监测监控系统的可靠性。分站及矿用传感器均为矿用本安兼隔爆型或矿用本安型,符合本安防爆标准,适用于井下瓦斯和粉尘爆炸环境。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,可在恶劣的工业环境下可靠地工作。监测监控系统在地面中心站配备两台主机,互为备用。监测监控系统的电源按二级负荷进行设计,由两路独立的电源供电,并配置了UPS电源，保证了系统不间断的工作要求。监测监控系统的主干电缆由副井引至井下,井筒电缆采用PUYV39型矿用阻燃镀锌钢丝铠装信号电缆。井下主信号电缆采用PUYV31型矿用阻燃钢丝铠装电缆,传感器电缆也采用了矿用阻燃屏蔽电缆,使信道的可靠性达到了一个较高的水准。致谢毕业设计即将结束，我们也即将毕业了。回顾这三年来的函授学业，让我感慨万千，特别是在本次的毕业设计中，指导老师许老师和郭老师给了我细心的指导，指导老师在教我做设计的时候，不仅教会了我学会发现问题、解决问题，同时也教会了我很多的做人道理，使我收获颇丰。同时，在设计期间技师学院的老师也给我提出了好多见解，帮我解决了设计中好多问题，让我少走了好多弯路。此外，还有许多同学给我提供了帮助，在此，我衷心地感谢帮助过我的所有老师和同学们。向辅导过我的所有老师们致敬！57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计谢谢您，鹤煤技师学院！谢谢您，我的老师们！参考文献1、煤矿矿井设计规范.中华人民共合国煤炭工业部.中国计划出版社2、张荣立，何国纬.《采矿工程设计手册》（上、中、下册）[M].北京：煤炭工业出版社，2003.3、徐永圻.《煤矿开采学》[M].徐州：中国矿业大学出版社，1999.4、杨孟达，刘新华，王瑛，胡绍祥.《煤矿地质学》[M].北京：煤炭工业出版社，20005、黄元平.《矿井通风》[M].徐州：中国矿业大学出版社，1986.57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计6、中国煤炭建设协会.《煤炭工业矿井设计规范》[S]北京：中国计划出版出版社，2005.7、煤矿安全规程读本编委会.《煤矿安全规程读本》[M].北京：煤炭工业出版社，2005.8、俞启香.《矿井瓦斯防治》[M].徐州：中国矿业大学出版社，1992.9、张齐尧.《煤矿安全管理学》.[M].成都：成都科技大学出版社，1994.10、岑传鸿，窦林名.《采场顶板控制及监测技术》[M].徐州：中国矿业大学出版社，2004.11、徐瑞龙.《通风网络理论》[M].北京：煤炭工业出版社，1993.12、中华人民共和国煤炭工业部.《防治煤与瓦斯突出细则》[M].北京：煤炭工业出版社，1995.13、孙尚勇.《流体力学与流体机械》[M].北京：煤炭工业出版社，1991.14、卢义王，王克全，李胜红.《矿井通风与安全》[M].重庆：重庆大学出版社，2006.15、王志荣，石明生.《矿井地下水害与防治》[M].黄河水利出版社，2003.16、林柏泉，张建国.《矿井瓦斯抽放理论与技术》[M].徐州：中国矿业大学出版社，1996.17、徐瑞龙.《通风网络理论》[M].北京：煤炭工业出版社，1993.18、赵以蕙等.《矿井通风系统评价方法》[M].北京：煤炭工业出版社，1983.19、郑希文.《安全生产管理》[M].北京：北京工业大学出版社，1990.20、孙继平.《矿井监测与监控》[M].北京：煤炭工业出版社，1993.21、王新民.《矿用断电控制器》[M].北京：中国矿业大学(北京)硕士学位论文，2000.22、矿井设计规程23、矿井安全规程24、操作规程规范57 河南理工大学2008届通风与安全专科毕业设计57