矿煤4万吨扩建工程初步设计说明书(中).doc

XXXX煤业有限责任公司
XXXX煤矿扩建工程
初步设计说明书
（中）

工程编号： C1009
工程规模： 40 kt/a

经 理：
总工程师：
审 核 人：
主要编写人：

编制单位：XXXX矿山工程勘察设计有限公司
编制日期：XXXX年XX月
第五章 矿井通风与安全
第一节 概 况
一、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温
（一）瓦斯
根据重庆市经济委员会文件渝经煤安【2008】140号《重庆市经济委员会关于长寿区煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》，属低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量0.23 m3/min，相对瓦斯涌出量7.00 m3/t。
（二）煤尘爆炸性
根据重庆市煤炭质量监督检验站《检测报告》外2005-0395，矿井K7煤层具有煤尘爆炸性。建议矿山尽快补采K8煤层煤样委托相关单位进行煤尘爆炸性鉴定。
（三）煤层自燃倾向性
根据重庆市煤炭质量监督检验站《检测报告》外2005-0395，矿井K7煤层煤尘的自燃倾向性等级为Ⅲ级，即不易自燃煤层。建议矿山尽快补采K8煤层煤样委托相关单位进行煤层自燃倾向性鉴定。
（四）地温
本矿井属浅部开采，无冲击地压现象，属正常地温带，矿井只要按《煤矿安全规程》规定，保证配风量，不需要配置降温设施。
二、煤层瓦斯含量预计及瓦斯涌出量计算
根据桐木煤矿的瓦斯等级鉴定，桐木煤矿本次设计矿井按绝对瓦斯涌出量0.23 m3/min，相对瓦斯涌出量7.00 m3/t进行编制。
第二节 矿井通风
一、矿井通风方式及通风系统
（一）通风方式
矿井采用明斜井开拓，采用中央并列式通风。通风设施有地面风机房，在回风平硐井口安设防爆风门，并通过引风道与风机相连，井下巷道内设风门、调节风门、测风站等，矿井通风各项设备、设施必需配置齐全。
（二）通风系统
矿井为明斜井开拓，进风井为一级明斜井（+240 m～+330 m），经各区段甩车场或联络石门到各采掘头面。回风井利用原+328 m主平硐作为回风平硐为矿井服务。进风井与回风井之间布置有独立的回风上山。
（三）通风线路：
1.新鲜风流从一级明斜井井口→一级明斜井→+240 m运输大巷→局扇经风筒至掘进工作面（或回采工作面运输平巷→回采工作面）。
2.污风风流从采、掘工作面→回采工作面区段回风平巷（或掘进工作面所掘巷道）→回风石门→+240 m～+330 m回井上山→+328 m回风平硐→地面。
二、风井数目、位置、服务范围及服务时间
（一）进回风井数目（2个）：一级明斜井（+240 m～+330 m）为矿井进风井，进风井1个；+328 m回风平硐为矿井回风井，回风井1个。
（二）进回风井位置：一级明斜井为矿井进风井，其坐标为X=3300745，Y=36420450，Z=+330 m，方位角116°36′43″；+328 m回风平硐为矿井回风井，其坐标为X=3300700，Y=3642430，Z=+328 m，方位角130°15′50″。
（三）进回风井功能、服务的水平区域及时间：一级明斜井为矿井的进风、排水、行人和煤炭运输，为全矿井服务，服务年限为矿井服务年限，即5.7a；+328 m回风平硐为矿井开采时的回风井，服务年限为矿井服务年限，即5.7a；矿井在不同时期均有二个安全出口，出口之间的距离均大于30 m，符合《煤矿安全规程》的规定。
三、掘进通风及硐室通风
掘进通风方法采用局部通风机通风。通风机的工作方式设计采用压入式通风。根据不同的通风距离和风量的需求，掘进工作面选用FD-Ⅰ№5/5.5风机用于掘进工作面通风。
设计中对于深度小于6 m，入口宽度大于1.5 m的无瓦斯涌出的硐室采用扩散通风，主要硐室有信号硐室、摘挂钩硐室等。
对于深度大于6 m的硐室均设置两个出口。对于要产生有毒有害气体或者有瓦斯涌出的硐室，其中一个出口与进风巷相连引入新鲜风流，另一个出口与回风巷相连将污风引入回风系统。对于不产生有毒有害且无瓦斯涌出的硐室，其硐室的两个出口均可与进风巷相连，通过相关的控风实施保证硐室中有足够的新鲜风流通过，如中央变电所、水泵房等硐室。在条件允许的情况下可一个出口与进风巷相连引入新鲜风流，另一个出口与回风巷相连。
四、矿井风量、负压及等积孔
根据井下的开拓布署情况，矿井移交生产时，投产3-1区正连煤层S1段回采工作面，矿井达产时为2头2面矿井。通风计算仅考虑矿井最容易和最困难时期的情况。
（一）矿井总风量及分配
1.按井下同时工作的最多人数计算风量（m3/min）。
Q=4NK m3/min
式中：4：每人每分钟的供风标准，4 m3/min；
Ｎ：井下同时工作的最多人数，依据设计年产量，取40人；
Ｋ：风量备用系数，中央并列式取1.25。
Ｑ=4NK=4×40×1.25=200 m3/min
2.按采煤、掘进、硐室等各处实际需风量计算：
Q=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）×K漏
式中：∑Q采：采煤工作面实际需风量总和，m3/min；
∑Q掘：掘进工作面需实际需风量总和，m3/min；
∑Q硐：独立通风硐室实际需风量总和，m3/min；
∑Q其它：除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min；
K漏：通风系统漏风系数，取1.2。
（1）采煤工作面需风量计算
①按瓦斯涌出量计算
Q采=100×q采×KC
式中：Q采：采煤工作面需风量，m3/min；
q采：采煤工作面绝对瓦斯涌出量，0.29 m3/min；
q采===0.29 m3/min
T：回采工作面平均日产量，t/d；
q：回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；
：回采工作面瓦斯抽放率，％；
KC：工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取：2.0。
Q采=100×0.29×2=58 m3/min
②按工作面温度计算
Q采=60×VC×SC×Ki
式中：VC：回采工作面适宜风速，m/s；
SC：回采工作面平均有效断面，2.4 m2；
Ki：工作面长度系数，取：0.8。
Q采=60×1.2×2.4×0.8=149.76 m3/min
③按炸药使用量计算
Q采=25×Aj
式中：Q采：采煤工作面需风量，m3/min；
Aj：工作面一次爆破所用的最大炸药量，取5.25kg。
　　 Q掘=25×5.25≈131.25m3/min
④按工作人员数量计算
Q采=4×nc
式中：4：每人每分钟应供给的的最低风量，m3/min；
nc：采煤工作面同时工作的最多人数，取20人。
Q采=4×20=80 m3/min
⑤按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面风量应满足：
15×Sc≤Q采≤240×Sc
Sc：回采工作面平均有效断面，2.4m2
回采工作面：36≤Q采≤576
根据上述计算得知，按工作面温度计算风量最大，故该矿井单个回采工作面至少需要风量149.76 m3/min，取150m3/min。矿井设计达产时2个回采工作面，1个备用工作面，备用工作面按回采工作面备用风量的50％计。
因此∑Q采=150×（2+1×0.5）=375 m3/min
（2）掘进工作面风量计算
①按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×Kd
式中：Q掘：掘进工作面需风量，m3/min；
q掘：掘进工作面绝对瓦斯涌出量，0.15 m3/min；
Kd：掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取：2.0。
Q掘=100×0.15×2.0=30 m3/min
②按炸药使用量计算
　　 Q掘=25×Aj
式中：Q掘：掘进工作面需风量，m3/min；
　 Aj：工作面一次爆破所用的最大炸药量，取6kg。
Q掘=25×Aj =25×6=150m3/min。
③按工作人员数量计算
Q掘=4×nj
式中： nj：掘进工作面同时工作的最多人数，取10人。
Q掘=4×10=40m3/min
④按局部通风机吸入量计算：
Q掘=Qf×I×Kf=150×1×1.2=180 m3/min（选用FD-Ⅰ№5/5.5）
e、按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，煤巷、半煤巷掘进面风量应满足：
15×Sj≤Q掘≤240×Sc
Sj：掘进工作面巷道过风断面，m2，平均取4.5m2
68≤Q掘≤1080
根据上述计算得知，按局部通风机吸入量计算风量最大。矿井设计达产时2个掘进工作面。
∑Q掘=180×2=360 m3/min
（3）硐室需风量计算
各个硐室的实际需风量，按经验值选取如下：
二级暗斜井绞车房：取60 m3/min；+100 m中央水泵房：取60 m3/min，共计配风120 m3/min。
（4）井下其它巷道需风量计算
由于井下巷道较多，均需要供风。因此所有的井下其它巷道需风量计算，按采煤、掘进、硐室的总用风量的10%计算。
Q其=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐）×K漏
=（375+540+120）×10％
=103.5 m3/min
综合上述计算结果：
Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K漏
Q=（375+540+120+103.5）×1.25（详见风量分配表表4-2-1）
≈1423 m3/min
矿井总风量，取24 m3/s。
矿井达产时各工作面的配风量表 表4-2-1
名称
数量(个)
配风标准
(m3/min)
配风量(m3/min)
备 注
回采工作面
2
150
300

备用回采工作面
1
75
75

掘进工作面
3
180
540
FD-Ⅰ№5/5.5风机
各类硐室
2
60
120

其它

103.5

合 计

1138.5

取矿用通风系数K=1.25，矿井总风量为
1423
取24 m3/s。
根据采掘布署情况和计算结果，矿井总风量将按24 m3/s进行设计。
（二）矿井负压计算
乡镇煤矿（即小煤矿）因产量不高、通风路线不长、服务年限短，矿井服务年限内通风容易和通风困难时期差距不大。
1.计算方法：分别用下列公式计算出区段井巷的摩擦阻力。
h摩=a×L×V×Q2/S3，Pa。
式中：a：据井巷的支护形式，查表得的磨擦阻力系数；
L：井巷长度，m；
V：井巷周边长，m；
Q：分配给各井巷的风量，m3/s；
S：井巷净断面积，m2。
2.矿井井巷阻力计算表如下：详见表4-2-2、4-2-3。
3.+328 m回风平硐通风困难时期的摩擦阻力求和为：
Σh摩=318.03 Pa
考虑适当的局部阻力系数，则通风总阻力为：
H′摩=1.15Σh摩=1.15×318.03≈365.73 Pa。
4.等积孔计算
+328 m回风平硐通风困难时期的等积孔为：
A==1.493 m2
综合上述计算结果得：+328 m回风平硐通风困难时期的总阻力H′摩为365.73 Pa，等积孔为1.493 m2。由于该矿产量不高，通风系统简单。因此该矿通风属中等难易程度，即中等阻力，全矿井属通风容易矿井，即小阻力矿井。

71

矿井通风容易时期摩擦阻力计算表 表4-2-2
巷道区段序号
井巷名称
支架种类
a
L
m
U
m
S
m2
S3
(m2)3
R
Q
m3/s
Q2
(m3/s)2
H
Pa
V
m/s
备注
1
一级明斜井
裸巷
0.0060
270
8.69
4.36
82.88
1.70
24.00
576.00
97.79
5.50

2
+240m运输大巷
架厢
0.0080
60
8.63
4.30
79.51
0.52
18.00
324.00
16.87
4.19

3
1-1区轨道上山(+240m～+290m)
砌碹
0.0050
120
8.69
4.36
82.90
0.63
18.00
324.00
20.37
4.13

4
+290m甩车场
裸巷
0.0060
30
8.69
4.36
82.90
0.19
8.00
64.00
1.21
1.83

5
K8煤层W1段+290m运输巷
架厢
0.0080
541
8.63
4.30
79.51
4.70
2.50
6.25
2.93
0.58

6
111回采工作面
单体支柱
0.0550
70
6.44
2.40
13.82
17.95
2.50
6.25
11.22
1.04

7
K8煤层W1段+335m回风巷
架厢
0.0080
513
8.63
4.30
79.51
4.45
2.50
6.25
2.78
0.58

8
+328m回风平硐
裸巷
0.0060
170
8.69
4.36
82.88
1.07
24.00
576.00
61.57
5.50

9
小计（h摩）

31.20

214.75

10
hj（15％hm）

32.21

11
h（Pa）

246.97

矿井通风困难时期摩擦阻力计算表 表4-2-3
巷道区段序号
井巷名称
支架种类
a
L
m
U
m
S
m2
S3
(m2)3
R
Q
m3/s
Q2
(m3/s)2
H
Pa
V
m/s
备注
1
一级明斜井
裸巷
0.0060
270
8.69
4.36
82.88
1.70
24.00
576.00
97.79
5.50

2
+240m运输大巷
架厢
0.0080
60
8.63
4.30
79.51
0.52
16.00
256.00
13.33
3.72

3
二级暗斜井(+150m～+240m)
砌碹
0.0050
210
8.69
4.36
82.90
1.10
15.00
225.00
24.75
3.44

4
K8煤层W2段+150m运输巷
架厢
0.0080
315
8.63
4.30
79.51
2.73
2.50
6.25
1.71
0.58

5
213回采工作面
单体支柱
0.0550
70
6.44
2.40
13.82
17.95
2.50
6.25
11.22
1.04

6
K8煤层W2段+200m回风巷
架厢
0.0080
450
8.63
4.30
79.51
3.91
2.50
6.25
2.44
0.58

7
2-1区回风上山(+200m～+240m)含绕道
砌碹
0.0050
100
8.69
4.36
82.88
0.52
15.00
225.00
11.79
3.44

8
+250m回风绕道
架厢
0.0060
120
8.59
4.26
77.31
0.80
16.00
256.00
20.47
3.76

9
1-1区回风上山(+250m～+330m)
裸巷
0.0060
200
8.69
4.36
82.88
1.26
16.00
256.00
32.20
3.67

10
+335m回风巷
架厢
0.0050
135
8.69
4.36
82.88
0.71
24.00
576.00
40.75
5.50

11
+328m回风平硐
裸巷
0.0060
170
8.69
4.36
82.88
1.07
24.00
576.00
61.57
5.50

12
小计（h摩）

32.27

318.03

13
hj（15％hm）

47.70

14
h（Pa）

365.73

五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
（一）通风设施
为了使风流按规定路线流动和控制各用风地点的风量，在沿风流流动的路线中设有风门、密闭、调节风门、测风站等通风构筑物及设施。
（二）防止漏风措施
1.风门、调节风门、密闭等构筑物，应设在围岩坚固，地压稳定的地点，尽量减少采空区或附近煤柱裂隙漏风量；降低用风地点的风阻，可减少其邻近漏风量；设置专人负责通风构筑物的检查与维修。
2.防止采空区漏风措施：矿井回采作面采用区内后退式开采，为防止采空区漏风，对采过的溜煤眼要及时密闭。
（三）降低风阻的措施
料石砌碹的巷道周壁要尽可能光滑；棚子支护的巷道，棚子应架设整齐，背板应规则。
应尽量避免在主要巷道内长时间停放矿车、堆放材料、器材及其它杂物。
巷道断面应尽量保持稳定，避免忽大忽小；巷道转弯处应呈弧形或斜线形，避免直角转弯。
（四）局部通风
为加强局部通风管理，根据掘进工作面所需风量情况，选用FD-Ⅰ№5/5.5对旋式局部通风机全风压通风方式，并配有风电闭锁、瓦斯电闭锁装置，以确保安全。
第三节 降温措施及设备选型
一、矿井的致热因素
根据桐木煤矿及周边煤矿的开采经验及上述资料分析，矿井热源主要来自于采落煤、矸石冷却过程中的散发的地热，氧化散热量、空气压缩热和机电设备散热量等。其中机电设备散热、氧化热、空气压缩热、人体散热对矿井空气的温度影响较小，地温将是矿井致热的主要因素。
二、矿井地热
矿井属浅部开采，无热害现象。
三、降温措施
由于矿井开采深度距地表较浅，因此预计今后的井下作业无地热害。故本设计暂不采取降温措施。
第四节 灾害预防及安全装备
一、预防瓦斯和煤尘爆炸的措施
（一）瓦斯
根据重庆市经济委员会文件渝经煤安【2008】140号《重庆市经济委员会关于长寿区煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》，属低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量0.23 m3/min，相对瓦斯涌出量7.00 m3/t。
根据重庆市煤炭质量监督检验站《检测报告》外2005-0395，矿井K7煤层具有煤尘爆炸性。建议矿山尽快补采K8煤层煤样委托相关单位进行煤尘爆炸性鉴定。
（二）防止瓦斯引燃措施
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。
严格执行放炮制度，消灭放炮引起的火源。
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。
加强矿灯的管理，杜绝矿灯失爆。
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炮引爆瓦斯或引发其他瓦斯事故。
严格执行揭穿煤层的措施，防止放炮时引起瓦斯事故。
井下电器设备的选型必须按照《煤矿安全规程》的要求选用防爆电气设备，井下防爆电气设备“三证”(防爆合格证、产品合格证、矿用产品安全标志)必须齐全方可使用；生产中必须严格遵守《煤矿安全规程》的规定加强电气设备的维修，以杜绝瓦斯引燃事故。
（三）防止煤尘积聚
1.根据该矿井所采煤层极薄，井下主要产尘点采取了湿式作业、喷雾洒水、水幕除尘、冲洗巷道等综合防尘措施，因此，本次设计只在回风顺槽中每间隔10 m左右布置一小水窝，利用消防洒水系统对煤层进行超前灌水湿润，不再采取煤层注水及采空区灌水措施。
2.矿井设有消防洒水系统，抑制各产尘地点的产尘量。建立完善的防尘洒水系统，主要进回风巷安装水幕净化风流；在采、掘工作面、运输巷、回风巷、溜煤眼等地点铺设洒水防尘管路，进行洒水降尘。采掘工作面回风巷安设净化水幕和放炮喷雾装置。
主要进回风巷、采掘工作面进回风巷做到定期清扫、冲洗，消灭煤尘堆积，应定期对主要大巷刷浆。同时，其它产尘点，如煤仓、溜煤眼等处要采取喷雾降尘、净化通风除尘的措施，并清扫落尘。
3.通风防尘。
4.湿式凿岩。
5.爆破防尘：采掘工作面采用水炮泥进行水封爆破。
6.个体防尘：井下作业人员必须佩戴防尘口罩。
7.矿井每年应制定综合防尘措施、预防和隔绝煤尘爆炸措施及管理制度，并组织实施。设计配备粉尘、呼吸性粉尘测定仪和个体防护设备等。
（四）防止煤尘引燃措施
1.严格执行《煤矿安全规程》中消除明火的规定。
2.生产中要加强管理、防止瓦斯燃烧和爆炸，及时消除放炮时产生的火焰，电器火源及其他诸如斜井（斜巷）跑车与金属强烈碰撞产生的火花等。
3.局部通风
掘进工作面采用局部通风机压入式通风，必须加强局部通风管理。局部通风机应实行“三专两闭锁”，以确保安全。在建设施工期间掘进工作面较多，必须加强局部通风的管理，严禁串联通风或一台风机向多个掘进工作面供风。局部通风机必须安设在距其回风流不小于10 m的进风流中，并应符合《煤矿安全规程》第128条第（二）款之规定。
（五）隔爆措施
按照《煤矿安全规程》的规定地点设置隔爆水棚，以限制瓦斯和煤尘爆炸的传播，防止爆炸由局部扩大为全矿性的灾难。
二、瓦斯抽采
根据重庆市经济委员会文件渝经煤安【2008】140号《重庆市经济委员会关于长寿区煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》，属低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量0.23 m3/min，相对瓦斯涌出量7.00 m3/t。矿井的瓦斯涌出量达不到抽放条件，煤层也不具有突出危险性，故暂不设瓦斯抽放系统。
三、防突措施
该矿井各煤层不具突出性。故现设计暂不采取防突措施。但矿井仍必须重视防突工作，在矿井施工和生产过程中，一旦有突出现象发生，即必须立即严格按照《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出实施细则》执行。
四、井下水灾预防措施
本矿井的井下水害，主要来自浅部的采空区积水、含水层的涌水、裂隙水及地表水。为此需采取以下防治矿井水害措施。
根据“有疑必探，先探后掘”的原则，当掘进工作面遇到下列情况时，都必须探水前进。①接近溶洞，导水断层，导水裂隙或含水丰富的含水层时；②接近被淹井巷、采空区时，或打开隔离煤柱放水时；③掘进工作面发现有明显出水征兆时。
（一）为防止矿井水害，设计中主要采取以下措施：
1.掘进工作面设计采用TXU-75A型探水钻进行“边探边掘”，TXU-75A型一次可探75 m，倾角为±90°范围。设计一次探30 m，掘10 m，保留20 m的超前距。探眼布置3个，巷道两帮各1个，其方位角与井巷的走向成30°的夹角，倾角与巷道的坡角一致，巷道中布置1个，其方位角及倾角均与巷道保持一致。
2.设计水仓沉淀池及泵房，安装水泵及管路对井下的涌水进行强排。
矿井扩建后，根据矿井涌水量资料，以及开拓设计情况，+328 m以上水平涌水通过+328 m回风平硐自流出井；+240 m水平涌水通过+240 m水平水泵房排出地面；+100 m水平则通过+100 m水平水泵房排至+240 m水仓。矿井开采至+100 m水平时共形成二级排水。
+240 m水仓按矿井开采至+100 m水平后全矿井的涌水量，最大涌水量56 m3/h，正常涌水量37 ｍ3/ｈ进行设计，水仓设计为双水仓，其中前仓赋予沉淀功能，可进行断水清仓，清理方式为人工清理。水仓设计在K8煤层顶板岩层中，断面积为7.44 m2，水仓总容积约为298 ｍ3，大于37×8=296 ｍ3，符合设计规范要求。
+100 m水仓按矿井开采至+100 m水平后矿井的部分涌水量进行设计，最大涌水量40 m3/h，正常涌水量25 ｍ3/ｈ，水仓设计为双水仓，其中前仓赋予沉淀功能，可进行断水清仓，清理方式为人工清理。水仓设计在K7煤层底板岩层中，断面积为7.44 m2，水仓总容积约为201 ｍ3，大于25×8=200 ｍ3，符合设计规范要求。
3.必须制定安全技术措施，并严格遵照执行。
（二）井田煤柱、水平煤柱、采区煤柱要按设计留足，不得随意改动，更不能乱采乱挖。
（三）开采过程中，应加强对上部采空区进行探放水，防止采空区积水对下部采掘工作面造成水害威胁。
（四）矿井上部采空区距地表较近，矿井亦受地表水的威胁。因此，每年雨季到来之前，都应采取措施，防止地表水对矿井造成威胁。
五、煤层自燃预防措施
(一)煤的自燃分析预测
根据重庆市煤炭质量监督检验站《检测报告》外2005-0395，矿井K7煤层煤尘的自燃倾向性等级为Ⅲ级，即不易自燃煤层。建议矿山尽快补采K8煤层煤样委托相关单位进行煤层自燃倾向性鉴定，暂按矿井内K8煤层具有煤层自燃倾向性进行编制。
“预防为主，消防并举”，是同矿井火灾作斗争的基本原则。因此，认真地做好火灾的预防工作，对矿井的安全生产具有重要的意义。
矿井设计为明斜井开拓，走向长壁采煤法；采用采区区内后退式开采方法；矿井通风为中央并列式，实行分区通风，工作面为U形通风方式。矿井开拓开采通风方式选择合理，不利于煤层的自燃。
综合上述条件，矿井的开拓方式对煤层自燃的可能性影响较小。
(二)煤的自燃预防措施
1．矿井防火的一般性措施
（1）建立防火制度。根据《煤矿安全规程》规定：生产和在建的矿井必须制定地面和井下的防火措施。矿井的所有地面建筑物、煤堆、矸石山、木料场等处的防火措施制度，必须遵守国家的防火规定，并符合当地消防部门的要求。
（2）防止烟火入井。
（3）设防火门。《煤矿安全规程》规定：进风井口应装设防火铁门。如果不设防火铁门，必须有防止烟火进入矿井的安全措施。
（4）设置消防材料库。《煤矿安全规程》规定：每一矿井必须在井上、下设置消防材料库。
（5）矿井消防用水。《煤矿安全规程》规定：每一矿井必须在地面设置消防水池和井下消防管路系统。
2．预防外源火灾的措施
（1）防止明火引燃。
（2）防止失控的高温热源引燃。①预防电器设备失控引火；②预防机械摩擦引火；③防止爆破引火。
（3）采用不燃材料支护。
（4）使用不延燃或阻燃制品。
（5）防止可燃物的大量积存。
六、粉尘的综合防治
（一）粉尘的职业危害
粉尘是造成矿工职业病的有害物质，长期被矿工吸入体内能引起矽肺病，其游离sio2的含量、粉尘浓度，分散度及从事岩石作业时间的长短等的不同，对人体的危害程度也不同。
（二）防尘措施
1.通风除尘
每个采、掘工作面必须按设计配风供给足够的风量。
2.湿式凿岩
掘进工作面必须采用湿式凿岩，抑制尘源和捕集悬浮矿尘
3.爆破防尘
采用水炮泥进行水封爆破，可取得显著的防尘效果。据统计，水封爆破较泥封爆破工作面的矿尘浓度可降低40％～80％。
4.个体防尘
在粉尘浓度超过国家标准的作业场所时，作业人员必须佩戴防尘口罩。
5.洒水降尘
在采、掘工作面、运输巷、回风巷等地点铺设防尘管路，进行洒水降尘。
七、其它有毒有害气体的防治
本设计所依据的地质质料中，未发现有硫化氢等其它有毒有害气体，生产中应加强通风，检测和预报工作。
八、自救器配备
根据《煤矿安全规程》第十条：入井人员必须戴安全帽、随身携带自救器和矿灯，严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服，入井前严禁喝酒；和第二百零九条：突出矿井的入井人员必须携带隔离式自救器。
根据桐木煤矿劳动定员情况，桐木煤矿自救器配备数量为132台。
九、矿井安全监测监控系统
本矿井为低瓦斯矿井，根据《煤矿安全规程》要求设置一套安全监测系统。
矿井现配备有一套由重庆安生威测控系统设备有限公司生产的KLC－8K井下安全监控系统，该监控系统未与上级主管部门并网运行。
为了方便与上级安全监察部门并网运行以及安装、使用和维护，矿井井下安全监控系统设计采用KJ76N(山东瑞安特公司生产的)，淘汰矿井现有的KLC－8K井下安全监控系统。详见第七章第三节。
十、矿山救护
（一）救护
矿山救护队是处理矿井水、火、煤尘、瓦斯、顶板等灾害事故的专业队伍，根据《煤矿安全规程》第四百九十三条规定，所有煤矿必须有矿山救护队为其服务，矿山救护队至服务矿井的距离以行车时间不超过30 min为限。根据国家安全生产监督管理局和国家煤矿安全监察局第8号令，煤矿应当制定事故应急救援预案，并按照规定建立矿山救护队，配备救护装备。不具备单独设立矿山救护队条件的煤矿企业，应与就近的矿山救护队签定救护协议或联合建立矿山救护队，否则不得生产。
根据矿山条件，矿井的业主已与最近的重庆市地方煤矿矿山救护队签订救护协议（详见附件），并及时交纳了费用，确保矿井发生灾害事故时，能及时得到救护。距离 车程
根据本矿的生产规模（40kt/a）和自然条件，灾害种类主要为瓦斯、煤尘、顶板，虽然该矿井与重庆市地方煤矿矿山救护队签订救护协议。但矿井还应成立矿山辅助救护小队。本矿井矿山辅助救护小队由兼职人员构成。辅助矿山救护队原则由符合矿山救护队员条件的工人、工程技术人员和干部兼职组成。辅助矿山救护队直属矿长领导，业务上受矿技术负责人领导。辅助矿山救护队员必须经过45天的救护知识基础培训，经考试合格后方能成为正式辅助矿山救护队员。矿井必须制定事故应急救援预案。
（二）辅助救护装备
根据《煤矿安全规程》规定与现场的生产实际情况，辅助矿山救护队的装备标准如下：
1.个人装备标准
矿山救护队员个人最低技术装备标准 表5-4-1
装备名称
要求
单位
数量
4h呼吸器
推广使用下压式呼吸器
台
1
自救器
隔离式
台
1
企业消防服装
按公安消防服装标准执行
套/年
1
战斗服
带反光标志
套/年
1
劳动保护用品
按规定执行
套
1
2.辅助矿山救护队装备标准
矿山辅助救护小队最低限度技术装备标准 表5-4-2
装备名称
要求
单位
数量
备注
救护车

辆
1
兼用
救护人员

18

氧气呼吸器
4h
台
18

自动苏生器

台
2

氧气呼吸器校验仪
JD9型
台
2

自救器气密检查仪
ZJ-2型
台
2

氧气充填泵
CT-250型
台
1

干粉灭火器

只
20

瓦斯检定器
10％、100％
台
2
各1台
一氧化碳检定器
MJY型
台
1

氧气检定器

台
1

温度计
0～100℃
支
1

采气样工具

套
1
其中球胆4个
灾区电话

套
1

引路线
金属芯
m
1000

担架

副
1

呼吸器干燥装置
ZG1
台
1

自动苏生器专用校验仪
ZS1
台
1

温毯

条
1

铜顶斧

把
2

矿工斧

把
2

刀锯

把
2

氧气瓶
2L
个
2
备用
氧气瓶
1L
个
1

起钉器
防爆
把
2

小锹
两用防爆
把
1

小镐
防爆
把
1

帆布水桶

个
2

帆布风障
4m×4m
块
1

瓦工工具

套
1

电工工具

套
1

急救箱

个
1
含药品和负压夹板
备件袋

只
1
装鼻夹及呼吸器易损件
记录本

支
2

圆珠笔

支
2

寻呼机

部
9

皮尺
10m
把
1

卷尺
2m
把
1

钉子
L=50mm/100mm
kg
1
装在包内

第六章 通风、提升、排水和压缩空气设备
第一节 通风设备
一、设计依据
矿井开采K7和K8煤层，根据采掘部署，采用联合开拓布置。根据通风风量、负压计算的结果矿井达产时期的风量和负压预计如下：矿井总风量为24 m3/s，容易时期负压247 Pa，困难时期负压366 Pa。
二、风机选型方案
（一）风机选择计算
1.风机必须产生的最大风量
Q=K×Q矿=1.05×24=25.2 m3/s
式中：Q—通风机所需风量，m3/s；
K—通风设备漏风系数，取1.05；
Q矿—矿井所需风量，m3/s。
2.所需风机必须产生的负压
通风容易时期：△H=367 Pa
通风困难时期：H风机=Hmax+△h±（γ1-γ2）△H=486 Pa
式中：H风机—通风机的负压，Pa；
Hmin（max）—矿井总阻力，Pa；
△h—通风机设备的阻力损失，Pa，一般100～200 Pa，取120 Pa；
γ1、γ2—出入风井处的空气容重，（由于进回风高差不大，空气密度变化极为有限，该数据可不计）；
△H—出入风井高度差。
3.通风网络阻力系数
Rmin=H风机/Q2=367/25.22=0.578
Rmax=H风机/Q2=486/25.22=0.747
4.通风网络特性方程为：
Hmin=Rmin Q2=0.578 Q2
Hmax=Rmax Q2=0.747 Q2
列出h对应于Q的变化情况如下表所示：
Q(m3/s)
15
18
21
24
27
30
33
容易时期h(Pa)

困难时期h(Pa)

根据风量、负压变化情况选配风机如下：(风机工况点曲线见插图3)
选配BK54-6-№14型风机2台，1台工作，1台备用。
其风量为12.5～33 m3/s，负压145～800 Pa，配套电机30 kW，该风机在矿井所需风量、负压情况下尚有2级可调富裕能力，充分保证矿井安全。
（二）选型结论
根据风机工况曲线，保证风机叶片位于设定角度内，经描点得通风容易时期风机工作工况点为：Q=23.26 m3/s，Pa＝495 Pa，Ne＝15.8 kW，η＝74.05％，风机工作在叶片角度36°。通风困难时期工作工况点为：Q=22.36 m3/s，Pa＝541 Pa，Ne＝16.4 kW，η＝76.56％，叶片角度36°，在生产过程中如风量、负压发生变化，调整风机叶片角度，即可调整风量、负压。
通风容易时期工况点时风机电机校核计算结果为：
P＝＝20.12 kW＜30 kW
通风困难时期工况点时风机电机校核计算结果为：
P＝＝20.45 kW＜30 kW
根据以上计算知：所选风机满足要求。
三、反风方式、反风系统及设施
（一）反风方式
所选用