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第五章 通风与安全

5.1 概况

5。1。1 瓦斯
本井田补充勘探利用解吸法采集各煤层瓦斯样品24个。其中： 4-2号煤层4个，4—4号煤层6个,5—2号煤层8个，5-3号煤层6个。经测试，区内各可采煤层属瓦斯逸散带。煤中自然瓦斯成分中，氮气（N2）高达75.62～100％，二氧化碳（CO2）仅占0～23。24%，甲烷（CH4)为零或微量。井田内瓦斯成分分带划归为“二氧化碳～氮气带”。
近年来，邻区(柠条塔井田）发生了H2S气体伤害事故，新民区发生了CO中毒事故，为了进一步了解区内各煤层瓦斯、H2S气体和CO气体含量，在先期开采地段（一盘区）共采集4-2、4—4、5-2、5-3煤层瓦斯样共计17个（其中：4-2煤层3个,4—4煤层4个，5—2煤层5个，5—3煤层5个），主要了解有毒有害气体和含量变化情况。测试结果表明，煤层解吸瓦斯含量均为零或微量，测试结果与以往相同,H2S、CO气体未检出，钻探施工时无H2S气体逸出。自然瓦斯成份以氮气为主,二氧化碳少量或微量，甲烷微量或零。瓦斯分带仍然属二氧化碳~氮气带。
另外,据区内小煤矿的调查资料，各矿采煤期间均未发生过瓦斯爆炸事故。但是煤层瓦斯的赋存与运移条件、围岩特征、埋藏深度等因素都有密切关系，在空间上分布极不均匀,尽管本井田测试结果瓦斯含量为零，但在煤矿生产过程中，仍需加强对瓦斯和H2S气体的监测,确保安全生产。根据以上资料,本矿井按低瓦斯矿井设计。
根据以上资料，本矿井按低瓦斯矿井设计.
5。1。2 煤尘
本井田补充勘探各煤层共采集煤尘爆炸性实验样21个，实验结果表明区内各可采煤层均有煤尘爆炸危险,未来在矿山开采中应予以足够重视。
5.1。3 煤的自燃倾向性
补充勘探各可采煤层共采集样品55个，均进行了煤的自燃倾向测定。并按“煤的自燃倾向等级分类”标准，对各可采煤层自燃倾向进行分类。
根据测定结果，各煤层均属自然发火和有可能自然发火的煤层，不同的是自然发火的难易程度有所差异。4-3、4-4、5—2煤层易自然发火的样品数较多；2—2、3-1、4—2煤层虽不具或很少具易自然发火的特征,但因井田内各层煤煤类大部分为长焰煤，变质程度低，故仍具有很大的自然发火可能。
另外，据邻区资料(井田东约18km的黄羊城沟内沙坡煤矿,开采3—1号煤层,煤类为长焰煤）.1987年11月沙坡煤矿将300t粉碎到3cm以下粒级的煤堆放露天煤场，时隔3个月，自1988年2月开始自燃，至1988年4月燃烧未尽.
综上所述,井田内各可采煤层均有可能自然发火，在生产中应引起足够重视。
5.1.4 地温
补充勘探采用数字测井方法以连续记录曲线的方式，在9-1、11-2两钻孔进行了简易测温工作，简易测温数据与以往成果接近,说明多年来地温无明显变化。区内地温梯度最大为3。47℃/100m，最小为1.92℃/100m，平均地温梯度为2.70℃/100m。多年平均恒温带的深度为20~40m，温度为13.2℃，属无热害异常区.

5.2 矿井通风

5。2.1 通风方式和通风系统
矿井采用机械抽出式通风方式.
根据矿井开拓布置，矿井移交时共布置主、副平硐及回风斜井共3个井筒，其中主、副平硐布置在工业场地,担负矿井进风任务.回风斜井布置在井田东部4-2号煤层火烧区边界、后姚家峁附近（距工业场地约4.5km），担负矿井回风任务，形成中央分列式通风系统。后期在井田西部二盘区布置一对进、回风斜井，采用分区式通风系统.
5。2。2 风井数目、位置、服务范围及服务时间
如上所述，本矿井移交生产时，回风斜井在工业场地以西约4.5km的风井场地。根据井下采区接替安排情况，由主、副平硐、回风斜井所形成的通风系统主要服务于一盘区，服务时间约30年.
主平硐、副平硐、回风斜井井筒净断面分别为11。9m2、21.9m2、16。8m2。井筒通风能力见表5。2-1.
矿井移交井筒通风能力表
表5.2-1
井筒名称
净断面
（m2)
允许风速
（m/s)
允许通风量
(m3/s)
备注
主平硐
11。9
6
71.4

副平硐
21.9
8
172。2

回风斜井
16。8
15
252。0

5.2。3 掘进通风和硐室通风
井下各掘进工作面采用HOWDEN BUFFALO-42-55型局部通风机供风，供风量10~25m3/s，全风压3000Pa.
根据《煤矿安全规程》规定,井下爆炸材料发放硐室设专用回风道直接与5-2煤回风大巷连通，实行独立通风。5-2煤大巷机头变电所及盘区变电所与回风大巷连接的通道，均设置调节风门控制风量。
5。2。4 矿井风量、负压和等积孔计算
5.2。4.1 风量计算
根据《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不得少于4m3和按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和分别计算,并选取其中的最大值.
1．按井下同时工作的最多人数计算
Q＝4NK
式中：
Q——矿井总供风量,m3/min；
　　N——井下同时工作的最多人数,按256人计算（最大班交接班时）；
　　4—-每人每分钟供风标准,m3/min；
　　K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素，取1.20。
则:
Q＝4×256×1。20＝1228.8 m3/min=20。48 m3/s。
2．按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量计算
Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐室 +ΣQ其它）K
式中：
Q—矿井总风量，m3/s;
ΣQ采—回采工作面所需风量之和,m3/s;
ΣQ掘—掘进工作面所需风量之和，m3/s；
ΣQ硐室-独立通风的硐室所需风量之和，m3/s；
ΣQ其它—其它用风地点所需风量之和，m3/s；
K—矿井通风系数，取1。20。
因本井田煤层中沼气(CH4）含量很低，所以矿井各用风地点的风量计算只考虑排除粉尘和满足良好气候条件即可。结合神府矿区高产高效矿井实际的配风情况，设计确定各用风地点配风标准如下：
(1）采煤工作面需风量（ΣQ采）计算
根据井下盘区及工作面布置，矿井初期共布置1个5—2煤层一次采全高综采工作面.4年后在3-1煤层和4-2煤层各布置1个回采工作面.
1）按工作面适宜风速计算
S＝3(M－0。3)
式中：S--工作面有效通风断面，m２;
M--工作面采高，m。
按上式计算，5-2煤层综采工作面有效通风断面为17.1m２，3-1煤层综采工作面有效通风断面为7。5m２、4-2煤层综采工作面有效通风断面为9。0m２。根据国内高产高效低瓦斯工作面配风经验，工作面适宜风速一般在1。5～2。5m/s左右。设计工作面适宜风按1。85m/s计算，则5—2煤层综采工作面配风量为31。64m3/s，3—1煤层综采工作面配风量为13.88m3/s，4-2煤层综采工作面配风量为16.65m3/s。结合神府矿区高产高效矿井实际的配风情况，5-2煤层综采工作面配风量确定为32m3/s，3—1煤、4—2煤综采工作面配风量确定均为20m3/s.
2)备用工作面配风
矿井正常生产期间，初期5-2煤生产时考虑有1个准备（正在进行设备安装或撤除)工作面,3-1煤、4—2煤配采时考虑有1个准备工作面。按生产工作面配风量的50%计算配风量，则备用工作面配风量分别取16m3/s和10m3/s。
则采煤工作面所需风量为：
初期5—2煤生产时：ΣQ采＝32＋16＝48 m3/s
3-1煤、4-2煤配采时：ΣQ采＝20×2＋10×1＝50 m3/s
（2）掘进工作面风量（ΣQ掘）计算
设计矿井初期5-2煤生产时，配备了2个综掘工作面，其中1个大巷综掘工作面，1个顺槽综掘工作面，另考虑1个普掘工作面的配风。后期3—1煤、4-2煤配采时再增加2个连续采煤机工作面.
1）按局部通风机吸风量计算
Q掘＝Qf×I×kf
式中:Qf——掘进面局部通风机额定风量，m3/s;选用HOWDEN BUFFALO—42—55型局部通风机,Qf＝8m3/s
I—-掘进面同时运转的局部通风机台数,台；
Kf—-为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。
Q掘＝8×1×1。2＝9.6 m3/s
每台局部通风机配风量取10 m3/s。
综掘工作面及连续采煤机回采工作面分别配备2台局部通风机，岩普掘工作面配备1台局部通风机.参照邻近矿区及类似矿井实际经验综掘工作面配风量为15 m3/s，连采工作面配风量为18 m3/s，岩普掘工作面其配风量为10m3/s。
则掘进工作面所需风量为:
初期5-2煤生产时：ΣQ掘=15×2＋10＝40 m3/s
3—1煤、4—2煤配采时:ΣQ掘=15×2＋18×2＋10＝76 m3/s
2)按风速进行验算
按《煤矿安全规程》规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：
0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj
岩巷掘进工作面的风量应满足：
0。15×Sj≤Q掘≤4×Sj
式中:Sj—-掘进工作面巷道过风断面,m2。工作面顺槽及大巷过风断面17.0~24.4m2
经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合《煤矿安全规程》的规定。
（3)独立通风硐室风量（ΣQ硐室）计算
井下独立通风硐室初期为爆破材料发放硐室、大巷机头变电所、主排水泵房及配电室,其配风量分别为3m3/s、3m3/s、2m3/s；3-1煤、4-2煤配采时增加3煤组和4煤组盘区变电所,各配风2m3/s。
则所需风量为:
初期5—2煤生产时：ΣQ硐室＝3＋3＋2＝8 m3/s
3-1煤、4—2煤配采时：ΣQ硐室＝3＋3＋2＋2＋2＝12 m3/s
（4）其它用风地点风量(ΣQ其它）的确定
其它用风地点所需风量,考虑巷道维护和最低风速的要求，按以上各用风地点需风量之和的5％计算。
即：ΣQ其它＝（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐室)×0。05
则所需风量为：
初期5—2煤生产时：ΣQ其它＝(48＋40＋8）×0。05＝4.80 m3/s
3-1煤、4—2煤配采时:ΣQ其它＝(50＋76＋12）×0.05＝6.90 m3/s
(5)矿井总风量的确定
根据以上计算,矿井总风量为：
初期5-2煤生产时：Q矿＝（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐室＋ΣQ其它)×K
＝（48＋40＋8＋4.80）×1.20
＝120。96 m3/s
3—1煤、4—2煤配采时:Q矿＝(ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐室＋ΣQ其它)×K
＝(50＋76＋12＋6。90）×1.20
＝173.88 m3/s
综合考虑，设计取矿井初期总风量为125m3/s,达产时总风量为175m3/s。
(6）矿井工作地点风量验算
本矿井辅助运输系统采用无轨胶轮车，其尾气中的有害气体主要为:CO2、CO、NO2等。《煤矿安全规程》规定:采掘工作面的进风流中,氧气浓度不低于20%，二氧化碳浓度不超过0.5％。有害气体的浓度不超过表5—2-2规定。无轨胶轮车所需风量详见表5—2-3。
依据《现代矿井辅助运输设备选型及计算》中的统计：①美国、澳大利亚要求一般井下使用柴油机巷道风量不少于3 m3/min·kW。美国矿业安全局规定：当多台柴油机车辆在同一巷道中运行时，第1台按上述规定值配风，第2台按75%,3台及更多时，按每台加50%配风。②英国要求不少于5.44 m3/min·kW。③德国、日本要求使用柴油机的配风量不少于4～6 m3/min·kW。所以单位功率配风量标准为：4 m3/分/马力。
按照《采矿工程设计手册》计算方法，若采用柴油机设备作辅助运输时，应按柴油设备说明书计算风量，如果有多台设备运行时通风量为：第一台柴油机设备风量按5.4 m3/min·kW；第二台加单台的75%；第三台及以上各台分别加50%的风量进行计算。根据机车运行实际情况,柴油机车需风量如下：
Q柴=1053×(1+0。75+0.5×3）+459×(1+0.75)+405×（1+0。75+0。5×8）+
346×(1+0.75+0.5×2） +243×（1+0。75+0。5×8)
=8903 m3/min
=148.4 m3/s
由于矿井辅助运输系统按达产时考虑，所以结果表明矿井达产时总风量大于柴油机车需风量,完全满足无轨胶轮车用风需求，最终确定本矿井容易时期总风量为125m3/s，困难时期总风量为175m3/s。

矿井有害气体最高允许浓度
表5-2—2
名 称
最高允许浓度(％）
一氧化碳CO
0。0024
氧化氮(换算成二氧化氮NO2）
0。00025
二氧化硫SO2
0。0005
硫化氢H2S
0.00066
氨NH3
0。004

运输车辆需风量一览表
表5。2—3
序号
矿车名称
矿车型号
车辆最多同时运行数目（辆）
功率(kw）
发动机需风量
(按5。4m3/min·kW)
1
防爆生产指挥车（5人座）
WC2J（A）
2
45
243
2
防爆胶轮运人车（20人座）
WC20R
6
45
243
3
防爆胶轮运人车（12人座）
WC2J（A）
2
45
243
4
防爆无轨胶轮材料车
WC5E
8
75
405
5
防爆无轨胶轮材料车
WC3E
4
64
346
6
防爆无轨胶轮材料车
WC8
2
85
459
7
支架搬运车
FBL—15＆CHT-55
3
195
1053
8
大设备铲运车
FBL-55
2
195
1053
9
材料铲运车
WJ—6FB
2
75
405

5.2.4。2 风量分配
矿井总风量按井下各工作用风地点进行分配，余者风量为漏风和其它风量，矿井风量分配见表5.2—4。

矿井风量分配表
表5.2—4
序号
供风地点
数量（个)
初期/后期
初期5—2煤生产时
3—1煤、4-2煤配采时
配风标准（m3/s)
供风量（m3/s）
配风标准（m3/s）
供风量（m3/s）
1
回采工作面
1/2
32
32
20
40
2
接续工作面
1/1
16
16
10
10
3
综掘工作面
2/2
15
30
15
30
4
连续采煤机工作面
0/2

18
36
5
普掘工作面
1/1
10
10
10
10
6
独立通风硐室
3/5
8
8
12
12
7
漏风及其它

29

37
合 计

125

175

5.2.4。3 矿井通风负压及等积孔计算
1．矿井通风负压
矿井移交投产时为矿井通风容易时期，在回风斜井服务范围内(一盘区），在回采工作面开采至一盘区西部边界时为其通风困难期。
矿井通风总负压：h＝h摩＋h局＋Hn
式中：h摩-—井巷摩擦阻力,Pa；
h局——局部阻力，取h摩的10％；
Hn——自然风压,Pa。
（1）井巷摩擦阻力
井巷摩擦阻力按下式计算：
h摩＝9。8α×L×P×Q2/S3
式中:α——摩擦阻力系数，(kg·S2/m4)
L—-井巷长度，m
P—-井巷净周长，m
Q——通过井巷的风量,m3/s
S-—井巷净断面积，m2
矿井通风负压计算和风量分配采用通风网络解算程序计算。计算机根据用风地点需要的风量和每段巷道中的风阻，对巷道中的风量进行分配试算，经过若干次叠代计算后，使每条风路中的通风阻力趋于平衡，计算出矿井的通风阻力。
矿井容易时期通风系统及网络见图5.2—1、图5。2-3，通风网络计算见表5.2—5。
矿井困难时期通风系统及网络见图5。2-2、图5。2-4，通风网络计算见表5。2—6。
根据计算结果，矿井通风容易时期的通风阻力为996.8Pa,通风困难时期的通风阻力为2527.3Pa。
（2）自然风压
矿井自然风压按下式计算：
Hn＝Hρ1g－Hρ2g
ρ1＝0。003484P/T1
ρ2＝0。003484P/T2
式中：H—-平硐口与回风斜井井口高差，145m；
ρ1—-大气平均密度，kg/m3；
ρ2——井下空气平均密度,kg/m3；
g-—重力加速度,m/s2；
P——地面大气压力，取650mmHg；
T1——大气平均温度，K，估算为－9。8℃；
T2—-井下空气平均温度，K，估算为12。5℃。
则：ρ1＝0.003484×650×13。6×9.8/(273－9。8）＝1。1468 kg/m3
ρ2＝0。003484×650×13。6×9。8/(273＋12。5)＝1.0572 kg/m3
Hn＝145×1.1468×9。8－145×1.0572×9。8＝127.32 Pa
矿井通风容易时期总负压：
h最小＝h摩＋h局－Hn
＝996。8＋996.8×0。1－127。32
＝969.16 Pa

矿井通风困难时期总负压：
h最大＝h摩＋h局＋Hn
＝2527。3＋2527.3×0.1＋127。32
＝2907。35 Pa
2．等积孔
风井通风等积孔按下式计算：

式中:A－风井等积孔，m2；
　Q－风井风量,m3/s;
　h－风井负压，Pa。
计算的矿井风井风量、负压、等积孔计算结果见表5。2-7。从等积孔大小（均大于2m2）可以看出,本矿井为通风容易矿井.
矿井风量、负压及等积孔一览表
表5.2—7
　内容

项目
容易时期
困难时期
风量(m3/s）
风压
（Pa)
等积孔
（m2）
风量
(m3/s)
风压
（Pa）
等积孔
（m2）
回风斜井
125
969。16
4。78
175
2907.35
3.86

5.2.5 通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
5。2.5。1 通风设施
设计采用的通风设施有风门、调节风门、风墙、风桥和风帘等。其结构及设置简述如下：
1．风门
分为常闭、常开两种，木制或铁制。常闭风门设在进、回风巷之间，用于隔断风流和便于行人、检修等；常开风门用于反风，安设在采煤工作面顺槽、掘进巷道入口附近,当工作面需要进行反风时将其关闭,并相应打开有关常闭风门。
2．调节风门
木制或铁制,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、工作面顺槽等需要调节风流的巷道中.
3．风墙
分为永久风墙和临时风墙两种，用于隔绝风流。永久风墙用实心混凝土块或砖块砌成，砂浆抹缝,在进风巷一侧墙面抹砂浆，主要设在大巷和进、回风巷之间的横贯中.临时风墙用空心混凝土块或砖块砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风流巷一侧墙面抹砂浆,也可用塑料苯板喷化学凝胶制成,主要设在综采工作面进风和回风顺槽之间的横贯和掘进工作面巷道中。若风墙中部去掉混凝土块，安上门，其构筑物称为人行门，人行门向进风侧开启。
4．风桥
主要用于进、回风巷相交处，回风巷从进风巷上方通过时形成风桥，进风风流不泄露.当均为进风巷的胶带顺槽和辅助运输大巷相交时，也要设置风桥，但此时为运输所要求。风桥上方巷道采用锚喷支护，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，在混凝土板上方填0.5～1。0m厚的黄土。对于服务时间不长，上方巷道仅作回风使用的风桥，其下方的巷道两壁可用空心混凝土块砌成，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,主要设在连续采煤机掘进工作面有关巷道，用于疏导风流。
5。2。5。2. 防止漏风和降低风阻的措施
为了使矿井通风系统稳定可靠，保证风流按拟定路线流动，根据开拓布置和井下用风的要求，在必要地点设置通风构筑物，并要求加强管理和维护，以确保矿井安全生产。
1．对不允许风流通过，也不需要行人、行车的进、回风巷道之间的联络巷道,要设置永久挡风墙。
2．对采空区及废弃巷道要及时封闭，并应经常检查密闭效果。
3．在行人或行车而又不允许风流通过的巷道中,应设置风门,并对风门进行遥控和集中监视。为避免风门开启时风流短路，在同一巷道内应设置两道风门,并禁止两道风门同时打开.
4．安设风门的地点，要求前后5m内支护完好，无空帮空顶。门垛四周均要掏槽，槽深在煤层中不小于0。3m，在岩石中不小于0.2m。门垛厚不小于0.45m。门垛上的电缆和管道孔要封堵严密，如有水沟，要在水沟中设小门。木门板厚度不小于30mm，门板要错口接缝。
5．为防止矿井在反风时风流短路，在主要风路之间的风门应增设二道反向风门。
6．主要进、回风巷道,砌壁或锚喷表面应尽量平整光滑，并保持巷道整洁,不乱堆放杂物，以降低巷道风阻和减少局部阻力.
7．对于损坏或变形较大的巷道要及时修复,清除堵塞巷道，以保证通过的有效风量和减少通风阻力。
8．通风设施要完备，对于不合格的地方要及时修补更换，以防风流短路等不良后果发生。
9．设置专职人员对矿井通风系统和通风设施按时进行检查和维修。
10．建立完整的通风系统管理制度.

5.3 灾害预防及安全装备

5。3。1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施
5.3。1。1 预防瓦斯爆炸的措施
本井田瓦斯成份带应属二氧化碳～氮气带,据临近煤矿调查资料，各煤矿在生产过程中未发生过瓦斯爆炸事故。为保证矿井安全生产，在生产中应加强瓦斯监测，杜绝瓦斯事故。
预防瓦斯爆炸的根本措施是防止瓦斯的积聚和引燃,矿井投产后，应建立严格的通风管理制度，特别应注意以下措施：
1．严格执行瓦斯检查制度，巷道揭露煤层时，要按照《煤矿安全规程》采取必要的瓦斯预防措施.
2．加强采掘工作面的通风，采煤工作面和掘进工作面应按设计要求保证足够的风量，在通风风路中设置适当数量的风墙、风桥及风帘，可以有效地控制风流、风量分配和减少漏风，提高通风效率。
3．对废巷、停工停风的盲巷及采空区要即时封闭。
4．处理好工作面上隅角、采空区边界、采煤机附近和顶板冒落空洞内、低风速巷道顶板附近、停风的盲巷等局部积聚的瓦斯，防止瓦斯浓度超限。
5．严禁将易燃物品和点火器具带入井下，禁止井下及井口房使用明火。
6．采煤机割煤时，如遇夹石或切割顶底板时,在开机前应测定工作面瓦斯浓度,使之不超过《煤矿安全规程》允许值，避免切割岩石时产生火花引起瓦斯爆炸。
7．井下爆炸材料的使用和操作工艺流程必须遵守《煤矿安全规程》的有关规定。
8．井下掘进工作面的局扇和电气设备都必须安设风、电闭锁装置.
9．井下各电气设备在启动前必须先进行瓦斯检查,严禁带电检修电气设备.
10．采掘工作面位置发生变化时，应及时调整通风系统，增加必要的通风构筑物，以保证工作面有合理的通风系统。
11．加强地面及井下煤仓通风,防止煤仓上部瓦斯积聚.
5.3.1。2 预防煤尘爆炸的措施
井下煤尘主要是采煤和掘进煤巷时产生的，另外在各煤仓下口装载点，胶带输送机转载处,以及井下煤炭运输过程中也会产生扬尘.
为防止煤尘爆炸和爆炸后范围进一步扩大,要求采取“预防为主"的综合防尘措施：
1．采煤机、综掘机及连采机均采用内外喷雾系统，岩普掘工作面采用湿式打眼、水炮泥爆破或水封爆破、放炮喷雾等措施，预防粉尘产生.
2．采掘工作面、运煤转载处、煤仓上口等易产生粉尘的地点设置喷雾降尘装置，以控制其扬尘,降低粉尘浓度。
3．在采煤工作面回风顺槽、回风大巷及胶带输送机大巷中设置风速传感器,监测各巷道风速，严格控制风速超限。
4．经常检测风流中的粉尘含量，定期清扫和冲洗巷道周壁，防止粉尘过量积聚或飞扬。
5．盘区回风巷、掘进巷道、主要回风大巷都必须安装风流净化水幕,水幕雾化要好，能封闭全断面.
6．按规定设置隔爆设施,隔爆水棚的设置地点、数量、水量及安装质量都必须符合规定要求，预防爆炸范围扩散。
5.3。2 预防井下火灾的措施
矿井火灾分为内因火灾和外因火灾。由于煤炭氧化自燃而产生的火灾属矿井内因火灾，由于井下放炮、电流短路、摩擦及其它明火等引起的火灾属外因火灾。
据本井田煤层自燃倾向测定资料,各煤层均属自然发火和有可能自然发火的煤层，不同的是自然发火的难易程度有所差异.4—3、4—4、5-2煤层易自然发火的样品数较多；2—2、3-1、4-2煤层虽不具或很少具易自然发火的特征，但因井田内各层煤煤类大部分为长焰煤，变质程度低,故仍具有很大的自然发火可能。因此,在煤炭开采过程中，一定要提高防火意识，采取有效的防范措施，防止火灾发生。
5。3。2.1 内因火灾预防措施
对于煤层自燃的问题,按照《矿井防灭火规范》的规定应采取措施进行防治。结合目前国内外对自燃煤层所采取的有效防治措施，设计确定本矿井建立以氮气防灭火为主，喷洒阻化剂、均压通风等的综合防灭火措施。
　　1．氮气防灭火系统
（1）设计依据
矿井采用平硐开拓方式，主要开拓巷道、盘区巷道均布置在煤层中.采用长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。
矿井移交生产时首先开采5-2号煤层，配备1个5—2煤一次采全高综采工作面，2个综掘工作面,1个岩普掘工作面，达到矿井初期3。0Mt/a的生产能力。在5-2号煤层大约开采3年以后,再在4—2煤层布置1个回采工作面，以解决煤层压茬关系.条件具备时，布置1个4-2煤回采工作面和1个3—1煤回采工作面,即3-1煤与4-2煤搭配开采，另增加2个连续采煤机工作面，以保证矿井6.0Mt/a设计生产能力。
根据国内外经验，防火注氮量一般为5m3/min;若回风敞口，灭火注氮量不能小于9。2m3/min；全封闭时，可控制在8m3/min。
(2）制氮系统方案
对于制氮系统的布置方式，国内常用的有地面集中式和井下移动式。地面集中制氮系统,工作环境好，便于维护管理，设备投资少，故障率低，在相对静态的条件下工作，一旦出现故障，排除方便。当某处出现着火危险，可方便调用所有氮气集中进行高强度注氮，将着火危险消灭在萌芽中，但地面制氮系统存在输气距离长,效率低，能源损耗大，运行费用高，管材及安装费用多，需建制氮机房，土建投资多。而井下移动式制氮系统,机动灵活,使用方便,可根据使用需要开起相应设备,输气管路短,管材及安装费用低，损耗小,运行费用低；但所有电机、电器等均需严格按防爆等级执行，设备投资高,工作环境较差，安装维护费用高，体积也受到限制，特别是对于变压吸附式设备，吸附塔卧式安装，吸附剂的性能无法充分发挥.
根据上述综合分析比较，为了提高制氮效率，减少输气管路损耗，节省管材及安装费用，降低运行费用，方便制氮设备上、下井及在井下安置,设计推荐井下移动式制氮系统.
（3）制氮设备选型
1)氮气防灭火的技术要求
本设计将氮气主要用于回采面拆架、安装、收作、停采时的防灭火，也可用于煤巷高冒区、老空区的防灭火.当工作面采空区出现发火征兆时，连续或间隙地向采空区注入氮气直到征兆消除.
2）矿井防灭火所需的注氮流量
按采空区氧化带氧含量计算注氮量
Qn=K｛ （ C1— C2)Qv｝/(CN+C2-1）
式中：K—备用系数,1。2～1。5；
Qv—采空区氧化带漏风量，5—2煤取5.0m3/min，4-2、3-1煤取4。0m3/min；
C1—采空区氧化带内原始氧的含量(均值），17%；
C2-注氮防火隋化指标，7%；Cn—注入氮气的浓度，97％。
投产时一盘区 Qn=1。5×{（17％—7％）×5.0｝/(97%+7％—1）
=18。75 m3/min（1125m3/h)
达产时一盘区 Qn=2×1。5×{(17％—7%)×4.0｝/（97％+7％-1)
=30.00 m3/min（取1800m3/h）
3）注氮方式和防灭火方法
井下设移动注氮站，主要用于回采面拆架、安装、收作、停采时的防灭火,也可用于煤巷高冒区、老空区的防灭火。当工作面采空区出现发火征兆时，连续或间隙地向采空区注入氮气直到征兆消除.
根据矿井火灾发生的地点不同，灭火的方式也不同，按《煤矿安全规程》要求,编制专门设计，同时生产中应制定安全计划、措施、管理制度、作业规程等,因此具体的灭火方法应在下阶段设计中针对不同的发火形式，发火地点制定不同的灭火方法。
4)制氮设备方案比选
根据设计依据和矿井防灭火要求的注氮量，选用深冷空分式、变压吸附式和膜分离式制氮设备均可满足注氮要求，但深冷空分制氮，产氮效率较低,能耗大，设备投资大，需要庞大的厂房,且运行成本较高，不完全适合我国煤炭行业行情，设计不予推荐；对于变压吸附式和膜分离式制氮，各有利弊,膜分离式制氮系统流程简单，比变压吸附式少一个缓冲罐,体积小，维修费用少，但膜分离式制氮要求气源的压力高，对气源除油、除水、除尘的要求高,初期设备投资较多;而变压吸附式制氮系统，工艺环节多，设备体积大，不便下放到井下，井下布置也不方便，但设备制氮量较大,投资较少,备品备件易购；两种制氮模式的优劣主要取决于制氮系统是布置在井下还是地面.本矿井因推荐采用井下移动式制氮系统，鉴于本矿井及各采区氮气需要量大，且巷道断面较大,要求制氮装置机型较大,为了提高制氮效率，设计推荐井下移动式碳分子筛制氮系统。
根据本矿井盘区布置及各工作面所需注氮量情况，结合国内采用注氮防灭火矿井的设计生产情况，并考虑到矿井注氮实际效果及一定的安全备用系数，确定本矿井选用DT—600/8型煤矿碳分子筛制氮设备4套，产氮量为600×4m3/h。富裕系数为30%。其主要技术参数如下：
制氮量 Q＝600 m3/h；
输出压力　P≥0.6 MPa；
氮气纯度　≥97%；
装机容量 185 kW；
额定电压 660/1140 V。
附带空气压缩机的电控随主机配套供货.
每套制氮设备安在四辆平板车上，设置在工作面辅助运输顺槽与辅助运输大巷交叉处附近的新鲜风流中,随工作面搬迁而移动。
2．阻化剂防灭火系统
井下煤的自燃，一般是由于残留在采空区或回采巷中的浮煤，以及压裂的煤柱在漏风过程中氧化发火。通常把发火点的煤炭分为冷却带、氧化带及窒息室。阻化剂是一种吸水性很强的盐类化合物，喷散到煤体上，能浸入煤的节理与裂隙，形成一个稳定的抗氧化保护膜，隔绝煤与空气中氧的接触,降低煤在低温下的氧化活性从而起到阻止、推迟煤层自然发火的作用.
（1）阻化剂的选择
用于煤矿防灭火的阻化剂主要有CaCl2、MgCl2、ZnCl2、AlCl3、P2O5、NaHPO4、NaCl、KCl、Ca（OH）2、H3BO3、水玻璃(Na2O•nSiO2）,以及铝厂的炼镁槽渣、化工厂的硼酸废液,造纸厂的氯化锌废液、酒厂的废液等。其中以工业氯化钙(CaCl2•5H2O），卤块、片(MgCl2•6H2O）阻化效果好，货源充足，运贮方便,使用较广泛。因此,设计选用工业氯化钙（CaCl2•5H2O）作为阻化剂。
(2）喷洒压注工艺及设备
为节约投资和适应工作面位置不断变化的要求,设计采用移动式阻化剂雾化系统,即在工作面进风顺槽中设置贮液箱和阻化剂喷射泵,通过管道进入工作面,喷洒气雾阻化剂到采空区和工作面四线（上、下顺槽、开切眼及停采线）。
设计选用XRB—50/125型喷射泵和Ⅲ型雾化器。
（3)参数计算
根据生产矿井使用效果，阻化剂溶液浓度控制在15~20%之间为宜。具体参数应在煤层开采时通过实验确定。
工作面合理的药液喷洒量取决于采空区的丢煤量和丢煤的吸液量。最易发生煤炭自燃部位，如工作面的上下口、巷道煤柱破碎带等处，需要充分喷洒的地方，在计算药液喷洒量时，要考虑一定的加量系数。
工作面一次喷洒量可按下式计算：
V=K1K2LShAγ—1
式中 V-—一次药液喷洒量，m3;
K1—-易自燃部位喷药加量系数，一般取1.2;
K2——采空区丢煤容重，t/m3，由丢煤样实测确定；
L--工作面长度，m；
S——一次喷洒宽度，m；
H-—采空区底板上丢煤厚度,m；
A——吨煤吸液量，t/t煤，应通过试验测得；
γ-—阻化剂的容重，t/m3。
矿井投产后，应根据工作面实际生产情况,测定采空区丢煤情况，通过试验测定吨煤吸液量，确定工作面一次阻化剂喷洒量。
工作面前方煤体压注阻化剂，取决于煤体的吸液量和煤体的渗透半径，可按每6m一个钻孔进行压注，矿井生产中可根据实际情况进行调整.
3．均压防灭火
均压防灭火是采用通风技术措施，调节漏风风路两端的风压差，使之减小或趋于零，使漏风量减至最小，从而抑制控制区内煤的自燃，抑制封闭火区的火势发展,加速其熄灭.
采用均压防灭火时应注意：实行区域性均压时，应顾及邻区通风压能的变化，不得使邻区老塘、采煤工作面、采空区或护巷煤柱的漏风量增加,严防火灾气体涌入生产井巷和作业空间；回采工作面采用均压防灭火时，必须保持均压风机连续稳定地运转,并有确定均压风机突然停止运转时保证人员安全撤出的安全措施.利用均压技术灭火时，必须查明火源位置、瓦斯流向，并有防止瓦斯流向火源引起爆炸的措施。
4．束管监测系统
根据《煤矿安全规程》的规定，采用氮气防灭火时，必须有能连续监测采空区气体成分变化的监测系统。束管监测技术是目前比较成熟的安全监测技术,可以在地面连续遥测井下发火处的O2、CO、CO2及CH4等多种气体，监测地点多处，是氮气、阻化剂防灭火不可缺少的辅助系统,设计选用KSS—2100型矿井火灾预报束管监测系统1套.
除采取上述预防井下煤炭自然发火引起火灾外,设计本着“预防为主，消防并举”的基本原则，采取以下综合防灭火措施，保障矿井安全生产和职工的生命安全：
（1）提高回采工作面回采率,采空区尽量不留残煤并及时进行封闭。
（2）加强通风设施管理，合理设置通风构筑物，减少漏风，消除采空区的供氧条件。
（3）对废巷应及时密闭，采空区密闭有必要时需进行注浆封闭，及时清理碎煤杂物,使之与空气隔绝,抑制煤的氧化。
(4)对支承压力区的煤柱裂隙、采空区、开切眼、停采线等煤炭易自燃的地点喷洒阻化剂,降低煤的氧化能力，阻止煤的氧化过程。
5.3.2。2 井下外因火灾预防措施
1．按《煤矿安全规程》有关规定设置井下消防材料库,按规定配备灭火材料与器材.
2．井下主要机电设备硐室设置防火门或防火栅栏两用门。
3．禁止一切人员携带烟草和点火工具下井，井下及井口房内一般不准进行焊接作业,如必须进行，应按《煤矿安全规程