第五章通风与安全.doc

第七章 通风与安全
第一节：概况
一、 瓦斯
1.矿井瓦斯
山西省煤炭工业厅晋煤瓦发[2013]160号《关于晋中市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》。山西灵石国泰红岩煤业有限公司2012年度煤层瓦斯绝对涌出量为0.18m3/min，二氧化碳绝对涌出量为0.33m3/min，鉴定等级为瓦斯矿井。
2.瓦斯涌出量预测
预测10号煤层以45万吨/年产量生产时，矿井最大绝对瓦斯涌出量为2.48m3/min，最大相对涌出量为2.62m3/t，回采面最大绝对瓦斯涌出量为1.37m3/min，掘进面最大绝对瓦斯涌出量为0.18m3/min；
二、 煤尘爆炸性
根据山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿10号煤尘爆炸性测定结果,煤层火焰长度大于400mm，岩粉用量等于90%，煤尘有爆炸性。
三、煤的自燃倾向
根据山西省煤炭工业局综合测试中心测试10号煤层煤的吸氧量为0.80cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅰ，自燃倾向性属容易自燃。自燃倾向性属自燃；
四、 地温、地压
据调查，煤矿在开采工程中，地温一直保持在正常值内，一般为16-17℃之间，地压也未见异常。
第二节 矿井通风
一、通风方式及通风系统
1.通风方式
矿井通风方式为中央并列式。
2.通风系统
矿井采用主斜井和副斜井进风，回风平硐回风，风机工作方法为抽出式。
二、 风井数目位置、服务范围
矿井移交生产及达到设计生产能力时，布置有进风井2个，回风井1个,即主斜井和副斜井进风，回风平硐回风，三个井筒服务全井田，服务年限同矿井服务年限。
三、掘进通风及硐室通风
1.掘进工作面通风
掘进工作面采用局部通风机通风，选用局扇为FBD№5.6 /2×15型。通风方式采用压入式。
2.硐室通风
采区变电所采用独立通风，井下其它硐室均采用全负压扩散通风。
四、 矿井风量、通风阻力及等积孔计算
1. 风量计算
根据国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局2012年颁发的《煤矿安全规程》第103条规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：
（1）按井下同时工作的最多人数所需风量计算
Q矿＝4NK＝4×120×1.25＝600m3/min
式中：
N─井下同时工作的最多人数，120人（考虑交接班）；
K─矿井通风系数，取1.25。
（2）按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算
Q矿进=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿通
式中：
ΣQ采─采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s；
ΣQ掘─掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；
ΣQ硐─硐室实际需要风量的总和，m3/s。
ΣQ其它─矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s；
K矿通—矿井通风系数，取1.25。
1）采煤工作面实际需要风量的计算
①按工作面气象条件选择适宜的风速计算：
Q采=60×70%×V采风×S采面×K采高×K采面长
式中:
Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/min；
V采风—采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度取，当工作面温度调节为20℃时，取1.5m/s。
S采面—采煤工作面的平均有效断面积，(5.45+6.05)÷2×1.5=8.625m2；
K采高—采煤工作面采高调整系数，回采工作面采高小于2m取1.0。
K采面长—采煤工作面长度调整系数，工作面长度120m，取1.1。
Q采=60×70%×1.5×8.625×1.0×1.1=597.72m3/min。
②按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算
Q采=100×q采×KC
式中：
q采—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，取1.96m3/min；
（根据晋中市煤炭工业局市煤办瓦发[2012]77号《晋中市煤炭工业局关于山西灵石国泰红岩煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告的批复》，该矿井生产能力为450kt/a，开采7号煤层时回采工作面最大绝对CH4涌出量为1.16m3/min，开采10号煤层时回采工作面最大绝对CH4涌出量为1.37m3/min，开采11号煤层时回采工作面最大绝对CH4涌出量为1.96m3/min。上述预测结果相近，取最大值计算)。
KC—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.6。
Q采= 100×1.96×1.6=313.6m3/min
③按工作面适宜温度计算
Q采=60VC·SC·Ki
式中：
VC—回采工作面适宜风速，1.0m/s；
SC—回采工作面有效断面积，工作面最大空顶距6.05m最小空顶距5.45m，采高度1.5m，则回采工作面有效断面面积为8.625×70％=6.04m2
Ki—工作面长度系数，1.1。
Q采=60×1.0×6.04×1.1=398.64m3/min
④按工作面人数实际需风量
Q采=4N
式中：
N—回采工作面同时工作最多人数，20人（考虑交接班）；
Q采=4×20=80m3/min
设计选取按以上四种方法计算结果中的最大值597.72m3/min。
⑤按风速验算
a.验算最小风量
Q采≥60×0.25Scb
Scb=lcb×hcf×70％
Q采≥60×0.25Scb=60×0.25×6.35=95.25m 3/min
b.验算最大风量
Q采≤60×4.0Scs
Scs=lcs×hcf×70％
Q采≤60×4.0Scs=60×4.0×5.72=1372.8m 3/min
式中：
Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；
lcb—采煤工作面最大控顶距，m；
hcf—采煤工作面实际采高，m；
Scs—采煤工作面最小控顶距有效断面积，m2；
lcs—采煤工作面最小控顶距；
0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；
70％—有效通风断面系数；
4.0—采煤工作面允许的最大风速；
经验算：95.25m3/min＜Q采=597.72m3/min＜1372.8m3/min满足风速要求。
根据上述计算得知,按工作面瓦斯涌出量计算的风量最大,故该矿井采煤工作面需要风量取597.72m3/min。
备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。
则回采工作面需总风量∑Q采=597.72（1＋50%）＝896.58m3/s
2、掘进工作面实际需要风量的计算
(1)、按瓦斯涌出量计算：
Q掘i=100q瓦掘i×K掘通﹦100×0.19×1.6﹦30.4， m3/min （1-9）
式中 Q掘i——第i个掘进工作面实际需要的风量，m3/min
q瓦掘i——第i个掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min
K掘通i——第i个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，应根据实际观测的结果确定（方法与K采通I同）。一般可取K掘通i=1.5--2。
按二氧化碳涌出量的计算，可参照按瓦斯涌出量计算的方法进行。
(2)、按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量（Q掘I）：
Q掘i=25×A ﹦25×8.0﹦200 m3/min （1-10）
式中 A i—第i个掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，Kg；
(3)、按人数计算掘进工作面实际需要的风量（Q掘I）：
Q机掘i=4×Ni﹦4×34﹦136 m3/min （1-12）
Q炮掘i=4×Ni﹦4×34﹦136 m3/min
式中 Ni——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。
(4)、按工作面温度计算：
采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表1-1的要求：

表1-1 采煤工作面空气温度与风速对应表
采煤工作面空气温度，OC
采煤工作面风速V采i，m/s
<15
15-18
18-20
20-23
23-26
26-28
0.3—0.5
0.5—0.8
0.8—1.0
1.0—1.5
1.5—2.0
2.0—2.5
注：有降温措施的工作面按降温后的温度计算。
工作面实际需风量（Q采i），按下式计算：
Q机掘i=60×V掘i×S掘i﹦60×0.3×12﹦216m3/min （1-4）
Q炮掘i=60×V掘i×S掘i﹦60×0.3×12﹦216m3/min
式中 V掘i——第i个工作面风速，m/s；
S掘i——第i个工作面的平均断面积。可按最大最小控顶断面积的平均值计算，m2。
其它工作面实际需要风量，可按良好的劳动气象条件计算。

(5)、按风速进行验算：
①按最低风速验算：
各个岩巷掘进工作面的最低风量Q岩掘i））
Q煤掘I ≥ 15×S煤掘i﹦15×12﹦180m3/min （1-14）
式中 S煤掘i—第i个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的断面积，m2。
②按最高风速验算：
各个岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量（Q掘i）
Q掘i≤240×S掘i﹦240×12﹦2880m3/min （1-15）
式中 S掘i—第i个掘进工作面的平均断面积，m2。
经验算：180m3/min＜Q掘=216m3/min＜2880m3/min，满足风速要求。
根据上述计算得知，10煤采区设计配备两个掘工作面因此，掘进工作面总风量为：
∑Q掘=216×2=432m3/min。
3 硐室需风量
各个独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。
①采区变电所
采区变电所，配风量120m3/min，Q采变=120m3/min。
②充电硐室
机电硐室，配风量120m3/min，Q机电=120m3/min。
ΣQ硐室＝Q采变+Q充电=120+120=240m3/min
4 其他用风巷道实际需风量计算
按总风量的10%计算：
ΣQ其它=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)×10%
∑Q其它＝（896.58＋432＋240）×10%＝157m3/min
故由以上计算可得10煤采区总风量为：
Q矿井＝（896.58＋432＋240＋157）×1.25＝2158m3/min=35.96m3/s，取36m3/s。
2. 风量分配
根据上述计算，进风巷、总回风巷风量分配如下：
集中运输巷进风量： 16m3/s；
集中轨道巷进风量： 20m3/s；
总回风巷回风量：36m3/s。
根据上述计算，风量分配如下：
回采工作面：10m3/s；
备用回采工作面：5m3/s
掘进工作面：2×3.6＝7.2m3/s；
采区变电所：2m3/s；
充电硐室：2m3/s；
其它用风地点：2.6m3/s。
备用风量：7.2m3/s；
3.负压及等积孔计算
（1）矿井负压计算
h＝∑（αLPQ2）/S3＋h局
式中：
h—矿井通风总阻力，Pa；
α—井巷摩擦阻力系数，N·s2/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。
根据矿井生产初期和后期回采工作面及掘进工作面的井下具体位置及风机合理的服务年限，经计算，矿井通风容易时期通风总阻力为811Pa，矿井通风困难时期的通风总阻力为1505Pa。
（2）矿井等积孔计算

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，通风容易时期矿井等积孔：Al＝2.51m2，矿井通风难易程度属容易，通风困难时期矿井等积孔：A2＝1.84m2，矿井通风难易程度属中等。
五、 通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
1.通风设施和防止漏风的措施
（1）风桥：将两股平面交叉的新、污风流隔成立体交叉的一种通风设施，污风从桥上通过、新风从桥下通过。根据采用不燃性材料支护，风桥两端掘进成流线性，坡度不大于25°。
（2）调节风门：用以增加局部阻力的方式来调节各工作面、通风巷道的风量。安装调节风门时应符合下列要求：
1）调节风门至少设置两道，间距不小于5m。避免在弯道或倾斜巷道中设置风门。
2）风门采用金属材料制做。风门的门扇安设在档风墙垛的门框上，墙垛可用砖、料石或水泥砌筑，墙垛厚不小于0.45m，四周掏槽深0.2～0.3m，掏到实处，结构严密，漏风少。
3）风门前后5m内支护完好。
4）风门应迎风开启，倾角80－85°。
（3）测风站：用以测量10煤采区总进风量和回风量，以及采掘工作面的风量。测风站时应符合下列要求：
1）测风站必须设在直线巷道中。
2）测风站长度不小于4.0m，附近至少要有10～15m断面没有变化。
3）测风站不得设在风流汇合处附近，站内不得有障碍。
（5）风门：在不允许风流通过，但需行人或行车的巷道内，设置风门。设置风门应符合下列要求：
1）必须安设2道连锁的正向风门和2道反向风门，建议安设无压风门。风门间距行人时不小于5m，行车时不小于一列车的长度。
2）避免在弯道或倾斜巷道中设置风门。风门前后5m内支护完好。
3）风门采用金属材料制做。风门的门扇安设在档风墙垛的门框上，墙垛可用砖、料石或水泥砌筑，墙垛厚不小于0.45m，四周掏槽深0.2～0.3m，掏到实处，结构严密，漏风少。
4）风门应迎风开启，倾角80－85°。
5）主要风门应设置风门开关传感器，
（6）密闭墙：在不允许风流通过，也不允许行人行车的巷道，如采空区、旧巷、火区以及进风与回风巷之间的联络巷，均必须设置密闭墙，将风流截断，以免造成漏风、风流短路以及引起自然发火或火区内火势扩大、有害气体扩散等。设置密闭墙时应符合下列要求：
1）密闭墙两帮、顶、底需掏槽，槽深在煤中不得小于1m，岩石中不小于0.5m。
2）每道密闭墙设置里外两道砖墙或石墙，中间用砂土充填。墙内外5m内支护完好。
3）为了便于检查密闭区内的气体成份及密闭区内发火时便于灌浆灭火，密闭墙上应设观测孔和注浆孔；密闭区内如有水时，应设U型放水管或反水沟以排出积水。
2.降低风阻的措施
矿井通风阻力较大的地方，一般在回采工作面以后的回风系统中。降低风阻，从减少摩擦阻力和局部阻力采取措施。
（1）减少摩擦阻力的措施
1）扩大巷道的断面积是减少摩擦阻力的主要措施。在日常通风管理工作中，要经常修复巷道，使巷道清洁、完整，并保持足够的断面。
2）在采掘工作面巷道布置时，在满足开采需要的条件下，尽量缩短风路的长度，在断面积相等的情况下，优先选用圆形或拱形。
3）选用粗糙度较小的材料支护巷道。掘进岩巷优先采用喷射混凝土支护；掘进煤巷或半煤岩巷，优先采用锚网或锚网喷支护；在顶板比较坚硬不需支护的裸体巷道中，要注意把顶板、两帮和底板修整好，以减少摩擦阻力系数。
（2）减少局部阻力的措施
1）当连接不同断面的巷道时，要把连接的边缘做成斜线形或圆弧形。
2）在巷道拐弯时，转角愈小愈好，在拐弯的内侧或内外两侧做成斜线形或圆弧形。
3）减少产生局部阻力地点的风速及巷道的粗糙度。
4）在通风机的进风口安装集风器，在出风口安装扩散器。
5）及时清理巷道中的堆积物，并在可能的情况下尽量不使成串的矿车长时间地停留在主要通风巷道内，以免阻挡风流，使通风情况恶化。

3、防止瓦斯积聚的措施
(1 )、通风系统合理、完善。巷道断面按设计施工，满足通风需要；主要通风机根据选型配置，保证矿井风量足够、稳定、可靠；矿井通风系统简单，角联风路、并联支路少，井下通风构筑物少；各用风地点风量容易控制，风流稳定性好，能够保证各用风点风量。
(2 )、保证通风设施质量，加强通风设备设施管理与维护检修，井下各用风地点按规定配风，风速符合规程规定。
(3 )、严格执行矿井瓦斯检测制度，搞好“一通三防”工作。
(4 )、加强巷道维护和采煤工作面顶板管理，避免瓦斯局部积聚，及时密闭盲巷、废巷，隔离采空区；瓦斯超限时，严格执行瓦斯排放制度。
(5 )、加强通风、机电设备的检修维护，减少无计划停电、停风造成的瓦斯积聚。
4、防止瓦斯爆炸的措施
(1 )、 入井人员穿抗静电工作服下井，以免静电产生火花引爆瓦斯。
(2 )、 严格井口检身制度，防止入井人员携带烟草和点火物品下井。
(3 )、杜绝失爆矿灯下井，严禁井下敲打、拆卸矿灯。
(4 )、井下所有电气设备采用隔爆型，严禁失爆设备下井。
(5 )、加强放炮管理，做到“一炮三检”，杜绝不正规的爆破作业。
(6 )、井下采、掘工作面实行独立通风，掘进工作面实行风电、瓦斯电闭锁，采煤工作面实行瓦斯电闭锁。
(7 )、防止瓦斯爆炸事故扩大的措施
不用的旧巷及开采结束工作面及时设置可靠的永久密闭；加强矿井主要通风机、防爆门的日常管理，保证主要通风机、防爆门处于良好状态，反风时保证主要通风机能在10min之内改变巷道中风流方向，反风风量不低于正常风量的40%；编制完善的瓦斯爆炸事故处理计划，按规定进行反风演习，检验反风设施及反风效果；加强矿井井下通风设施的日常管理、维修维护工作，保证通风设施质量。
5 综合防尘措施
(1 )、采掘工作面采用湿式打眼，爆破时使用水炮泥及喷雾洒水，出煤或装煤(岩)时洒水等措施。
(2 )、合理配风，定期清扫井巷浮煤，冲洗巷道和刷浆。
(3 )、建立完善的防尘洒水系统，主要运输巷、采区上山、区段轨道平巷及区段回风平巷、采掘工作面、放煤口、卸载点等地点装设防尘供水管路和降尘装置。
(4 )、井下（缓冲）煤仓应保持一定的存煤。
6　防灭火措施
(1 )、内因火灾防治措施
100101回采工作面运输顺槽设计安装ZMJ-12/4移动式灌浆防灭火系统,对采空区进行灌浆。采取JSG8束管监测系统.对采空区进行监控和预报,发现高温热源预兆,采取防灭火措施。

监测监控、均压通风等预防性措施防止内因火灾的发生。
(2 )、外因火灾防治措施
(1 )、建立完善的矿井防火管理制度。
(2 )、加强明火与潜在热源的控制与管理，安装可靠的保护设施，严禁人员携带烟火入井。
(3 )、井筒及运输大巷采用锚喷支护，采区巷道采用锚喷及钢性支架支护；井下机电硐室采用砌碹支护，并设置防火门，各机电硐室配备灭火器材。
(4 )、加强日常管理，保证矿井主要通风机处于良好状态，保障反风顺利实施。
(5 )、建立了完善的消防管路系统，井上、下设置有消防材料库，并备有相应数量的消防材料和工具，以及时控制或消灭矿井火灾。
(6 )、绘制矿井避灾路线，一旦发生火灾，保证人员安全撤离。
(7 )、进风井口均安设防火铁门，井口及通风机房附近20m范围内严禁烟火。

7、 预防煤尘爆炸的措施
本矿各煤层均具有煤尘爆炸危险性，所以在开采过程中需要采取措施，加强防范。
(1 ).回采工作面进行煤层预注水，使煤体保持湿润，以减少开采时的煤尘飞扬。设计为井下回采工作面配备有煤层注水钻机和煤层注水泵。
（1）煤层注水防尘
1）注水方式选择
煤层注水方式按钻孔长度、位置和方向，一般分为长孔、短孔、深孔和巷道注水四种注水方式。
根据本矿煤层赋存的特点，裂隙发育情况，采区巷道的布置方式、采煤方法等情况，回采工作面煤层注水采用工作面超前动压注水工艺，设计选用较先进的长钻孔煤层注水方式，即在回采工作面顺槽内超前工作面一个月的推进度，垂直煤壁，打长钻孔的注水方式，注水水源由井下消防洒水管网供给。
2）注水参数的确定
注水参数主要是注水钻孔的参数，即孔径、孔深、间距、倾角、封孔长度和封孔方式。
①钻孔长度
根据煤层节理裂隙发育情况、工作面长度、注水时间和注水压力、注水钻机能力，确定单向钻孔长度，一般不小于工作面长度的2／3左右，本设计取100m。
②钻孔直径
孔径大小与煤的硬度、要求的注水量、封孔技术和钻具条件有关。这里确定孔径为50mm。
③钻孔间距：钻孔间距可根据煤层的湿润半径来计算，
B=5h
式中：
B—钻孔间距，m；
h—取4.0m
设计钻孔间距取20.0m。
钻孔间距可在实际操作过程中根据煤层的透水性进行调整。
④钻孔角度
原则上与煤层倾角保持一致，使钻孔始终保持在煤层中，考虑到钻杆的下沉，开口位置宜靠近巷道上部；煤层有夹矸时应使钻孔穿透夹石，以使煤层均匀湿润。
⑤封孔深度
封孔方式分为泥封孔和封孔器封孔两种，根据确定的注水方式和煤层特征，设计选用机械驱动式封孔方式。
封孔深度一般通过试验和生产实践确定。根据煤层及顶板情况，顺槽煤壁破碎带按3m考虑，因此，封孔深度暂定3.5m，生产实践中可进行适当调整。
⑥注水压力
按照一般的动压注水压力在4.9~19.6 Mpa左右，设计注水压力取12MPa。
3）注水的速度、单孔注水量、时间的确定
①单孔注水量
钻孔注水量按下式计算：
Q=BLMγ（W1-W2）K
式中：
Q—个钻孔注水量，m3
B—孔间距20 m；
L—工作面注水长度，100m；
M—煤层厚度，1.5m；
γ—煤的容重，7号煤1.35t/m3；
W1—注水后要求达到的水分取4%；
W2—煤层原有水分，按2.68%考虑；
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：Q=20×100×1.5×1.35×(4%-2.68%)×1.5 =80(m3)
②矿井日注水量
矿井日注水量按下式计算：
Q日=K1G（W1-W2）
式中：
Q日—矿井日注水量m3/d；
K1—注水系数，取1.5；
G—矿井计划注水回采工作面日产量1364t/d；
则回采工作面日注水量为：
Q日=15×1364×(4%-2.68%)=27m3
③注水时间
根据所选注水泵流量为2m3/h，计算出回采工作面日注水时间18h。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。
④注水设备及仪器
煤层注水钻机：MYZ-150型，1台；
煤层注水泵：5D-2/150，1台；
等量分流器：DF—3型，3个；
夹布压力胶管（与泵配套）：50m；
冷拔无缝钢管（与泵配套）：200m；
高压钢丝编制胶管（与泵配套）：200m；
弹簧式压力表：4个；
高压闸阀：JBH—160III，5个；
快速接头K型：20个；
安全阀：5个
封孔器：YPA—120型，5个；
煤层注水水表：DC—2/150型，2个；
内螺纹升降止回阀：H41H—150型，2个；
钢制三通：5个；
叶轮湿式水表：1个；
便携式快速水分测定仪WM—A型，2个
(2 ).采煤机采用内外喷雾系统，普掘工作面采用湿式打眼、放炮喷雾等措施，并在各掘进工作面配备湿式除尘风机，预防粉尘产生。
(3 ).采掘工作面、运煤转载处等易产生粉尘的地点设置喷雾降尘装置，并同时设置粉尘传感器，以控制其扬尘，降低粉尘浓度。
(4 ).在采煤工作面回风顺槽、回风联络巷、水平回风巷及带式输送机巷中设置风速传感器，监测各巷道风速，严格控制风速益限。
(5 ).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。
(6 ).采区回风巷、掘进巷道、主要回风巷都必须安装风流净化水幕，水幕雾化要好，能封闭全断面。
(7 ).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。
8 隔爆措施
(1 )本矿为瓦斯矿井，为了防止瓦斯爆炸灾害的扩大，设计对井下瓦斯爆炸进行隔爆。设计采用隔爆水棚对井下煤尘爆炸进行隔爆。设置地点如下：
1）与井筒相连接的大巷以及采区巷道等巷道中，设置集中式主要隔爆水棚。
2）采区内的煤层掘进巷道中，采煤工作面进回风顺槽设置集中式辅助隔爆水棚。
（2）隔爆水棚
1)水棚的结构与选型
主要隔爆水棚、辅助隔爆水棚选用GBSD—60型水袋，每个水袋有效容积为60L，水袋规格900×400×250mm。主要隔爆棚每棚安装四个水袋，每棚水量2400L。
2)水棚的布置与计算
①布置方式及架设要求
水棚的布置方式为：架设高度不低于1.8m，棚距1.2～3.0m。水棚首架棚距采、掘工作面上、下口，装载点的距离为60～160m。主要隔爆棚的棚区长度不小于30m，辅助隔爆棚的棚区长度不小于20m。水袋用锚杆悬挂在巷道的顶部上。水棚距离巷帮不小于100mm，距巷道地面不小于1.8m；棚组内的各排水棚的安装高度一致；棚区处的巷道需要挑顶时，其断面积和形状应与前后各20m长度的巷道保持一致。水棚设置在巷道的直线段内。水棚与巷道的交岔口、转弯处、变坡处之间的距离不小于50m。
②水棚设置地点
根据采区巷道布置，在集中运输巷、集中轨道巷、总回风巷、运输大巷、轨道大巷、回风大巷共设置主要隔爆水棚6组，在工作面运输顺槽、回风顺槽共设置辅助隔爆水棚10组。
③每组水棚水量
每组水棚水量依下式计算：
G=g·S
式中：
G—总水量，kg；
g—每m2巷道需水量，kg/m2；
S—巷道净断面积，m2。
主要隔爆水棚不小于400L/m2，辅助隔爆水棚不小于200L/m2；集中运输巷净断面为12.32m2，运输巷净断面为9m2、集中轨道巷、轨道大巷净断面为9m2，总回风巷、回风大巷净断面均为10m2，回采工作面运输顺槽、回风顺槽净断面均为8.8m2。
采区运输巷、采区轨道巷、采区回风巷、总回风巷每组主要隔爆水棚总水量：
G集中运输=400×12.32=4928L
G运输=400×9.0=3600L
G轨道=400×9.0=4600L
G回风=400×10=4000L
工作面运输顺槽及回风顺槽每组辅助隔爆水棚总水量：
G10运顺=200×8.8=1760L
G10回顺=200×8.8=1760L
④单架水棚水量
集中运输巷、运输大巷、集中轨道巷、总回风巷、回风大巷每架水棚设水袋4个，则单架水棚水量为60×4=240L。运输顺槽和回风顺槽每架水棚设水袋4个，则单架水棚水量为40×4=160L。
⑤水棚架数n
n=G/Gn
采区运输巷、采区轨道巷、采区回风巷、总回风巷主要隔爆水棚：
n集中运输=4928/240=20.5架 取21架
n运输=3600/240=15架
n轨道=3600/240=15架
n回风=4000/240=16.7架 取17架
工作面运输顺槽和回风顺槽辅助隔爆水棚：
n运顺=1760/160=11架
n回顺=1760/160=11架
⑥水棚棚区长度L
L=n×c
式中:
L—水棚长度，m；
n—水棚架数，架；
c—水棚间距，集中运输巷、运输大巷集中轨道巷、轨道大巷、回风大巷、总回风巷取2.5m，工作面运输顺槽和回风顺槽取2.0m。
则：
采区运输巷、采区轨道巷、采区回风巷、总回风巷主要隔爆水棚区长度：
L集中运输=21×2.5=52.5m
L运输=15×2.5=30m
L轨道=15×2.5=30m
L回风=17×2.5=42.5m
工作面运输顺槽和回风顺槽辅助隔爆水棚长度：
L运输=11×2.0=22 m
L回风=11×2.0=22m
⑦水棚给水系统
水棚给水水源为井下消防洒水给水系统。在设有隔爆水棚的地点，均有井下消防洒水管路通过，管路每隔100m设有一支管和闸阀，管口配有消防接口及水龙带，水棚可由其给水或补水。
9、 预防井下火灾的措施
(1 ).预防井下火灾的措施
① 加强电气设备管理，严禁明火作业，防止外源火灾发生。
② 井下设消防洒水系统。
③ 及时清除易燃物品，严禁易燃物品杂乱无章堆放。
④ 清扫浮煤，及时封闭采空区，废弃巷道避免风流通过。
⑤ 井下人员按规定配备自救器。
⑥ 井下设有消防材料库，并有足够的消防材料。
⑦ 井下使用阻燃胶带、风筒和不延燃电缆。
⑧ 胶带输送机巷安设自动报警灭火装置。
⑨ 回采工作面配备阻化剂喷射泵，对采空区喷洒阻化剂，防止煤层自燃。
井下消防材料库备用品见表7—3—1。
表7－3－1 井下消防材料库备用品表
序号
备 品 名 称
单位
数量
备 注
1
ф100mm消火水龙带
m
100

2
ф75mm消火水龙带
m
300

3
ф52mm消火水龙带
m
400

4
ф52mm普通消火水枪
支
2

5
ф52mm喷雾消火水枪
支
2

6
ф110/75mm变径管节
个
4

7
ф75/52mm变径管节
个
10

8
ф110mm喷嘴
个
6

9
ф75mm喷嘴
个
8

10
ф52mm喷嘴
个
14

11
分流管
个
3

12
集流管
个
1

13
消火阀门主栓
个
4

14
斜喷消火阀门
个
4

15
ф110mm垫圈
套
10

16
ф75mm垫圈
套
20

17
ф52mm垫圈
套
40

18
管钳子
把
6

19
救生绳
根
4
每根长20m
20
撬棍
根
2

21
木锯
把
2

22
平板锹
把
4

23
伸缩梯
副
1

24
10L泡沫灭火器
台
25

25
CO2灭火器
台
10

26
8kg干粉灭火器
台
10

27
1211灭火器(2L)
台
4

28
喷雾喷嘴
台
4

29
泡沫灭火器起泡药瓶
个
50

30
灭火岩粉
kg
500

31
石棉毯
块
4

32
风筒布
m
500

33
水泥
t
2

34
石灰
t
2

35
ф150mm钢管
m
100

36
ф100mm钢管
m
300

37
ф75mm钢管
m
500

38
ф75mm胶管
m
300

39
ф52mm胶管
m
500

40
ф50mm伸缩风筒
m
150

41
接管工具
套
1

42
ф15mm胶管
m
200

43
ф10mm胶管
m
200

44
安全带
条
5

45
绳梯
副
2

46
ф12mm镀锌钢丝绳
m
200

47
麻袋或塑料编织袋
条
500

48
砖
m3
10

49
砂子
m3
2

50
方木
m3
2

51
木板
m3
5

六、 井下避灾线路
当井下发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸、火灾和水灾等重大事故时，为了保证井下所有工作人员的安全撤离，井下所有巷道及交岔口处必须有醒目的避灾线路标牌，以便井下人员在救灾指挥部的统一指挥下，准确无误地安全撤离，减少不必要的人员伤亡。
1.当井下发生瓦斯、煤尘爆炸时，必须首先佩戴好自救器，位于灾害进风侧的人员，顺迎风方向组织撤离。位于灾害回风侧的人员，选择最近联络巷，进入进风侧，迎风撤离至地面。其避灾路线如下：
（1）回采工作面→运输顺槽→10号煤集中运输巷（10号煤集中轨道巷）→材料斜巷→11号煤集中运输巷（11号煤集中轨道巷）→主斜井（副斜井）→地面；
（2）掘进工作面→运输顺槽→10号煤集中运输巷（10号煤集中轨道巷）→11号煤集中运输巷（11号煤集中轨道巷）→主斜井（副斜井）→地面；
2.当井下发生水灾时，要先选择标高相对高的巷道，尽快撤至地面。如水已将道路封闭，应撤至上山头保存体力，等待救援，并设法与地面取得联系。
3.当井下发生火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况、立即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，接到报告后立即按灾害预防和处理计划，组织人员抢救灾区人员和实施灭火工作。值班调度和现场区、队、班组长依照预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁的人员及时撒离到安全地区。
七、自救器及安全仪器设备
为了保证矿工的安全，所有入井人员均配备自救器，一旦发生事故，井下人员可利用自救器自我救护，以减少事故的危害性。
根据《煤矿安全规程》，参照《矿井通风安全装备标准》，矿井配备了通风、瓦斯、粉尘等检测仪器、仪表、设备和矿山压力及地质测量类仪表、设备。
八、 矿山救护
矿井与晋中救护大队签定有救护协议，矿山救护工作由晋中市军事化矿山救护大队负责，该大队本部在晋中市榆次区，编制有榆次中队、和顺中队、介休中队三个中队，每个中队下辖3个战斗小队，每个小队配备9名专业救护队员，其中设有正、副小队长各一名。
救护大队设置有装备科、作战训练科、办公室及其它科室，装备有救护车、高泡灭火器、苏生器、发动机、氧气呼吸器等救灾设备和超短波电台等通讯器材。救护队员年龄在25-35岁之间，身体状况良好，具有煤矿井下实际工作经验和相关专业救护知识并具有救护队员资格证。晋中市军事化矿山救护大队具备有在煤矿井下发生灾害事故时进行抢险救灾的能力。
矿井距介休市军事化矿山救护大队所驻地约50km， 30分钟内能赶赴现场，因此不再设矿山救护队。满足《煤矿安全规程》的要求。
第四节：安全监控系统
一.建设完善矿井监测监控系统
（1）矿井安全条件及安全监控系统
该矿井属瓦斯矿井，煤层属容易自燃煤层，煤层有爆炸危险性。本次设计利用矿井现有KJF2000N型矿井监测监控系统1套，该系统具有煤矿矿用产品安全标志，并且符合AQ6201-2006《煤矿安全监控系统通用技术要求》，以保障矿井安全、高效生产，保证设备的正常运行。
（2）地面中心站设置
地面中心站:地面中心站位于工业场地矿调度室，监控主机选用高性能、高稳定的工控机2台，当主机发生故障时，备机热切换控制器自动投入运行。服务机1台，图形端机2台，打印机2台，交流稳压电源2kVA1台，UPS电源2KVA2台，中心站软件一套。
在矿井综合办公楼内设置信息中心，装设安全生产监控系统主机、UPS、打印机、调试电话、防雷电装置等设备。主机选择2台PIV工控机，互为备用。当电网停电后，UPS能保证系统正常工作时间不小于2h。主机的串行口通过传输接口与地面、井下各分站通讯。同时这2台主机都插有网卡，监测主机的信息可以全部上网。该系统具有异地断电、地面远程手动遥控断电的功能。
（3）分站及传输电缆设置
系统设置KJF2000N-F型分站，地面分站2台，设置在地面通风机房1台；地面生产系统1台，井下9台，布置在井下主变电所，回采工作面，综掘工作面等，并在各相关地点设置相应的传感器和远动开关。
分站安装在附近机电硐室内，无机电硐室的吊挂在巷道壁有动力电源的地方。
传输干线选择矿用屏蔽四芯阻燃通信电缆，数字传输通过分站接到各传感器上，井下系统干线由地面中心站经主斜井敷设至井下各分站，主斜井中干线电缆选型MHYA32-4×1/0.8型。井下巷道中干线电缆选型MHYBV-4×1/0.8型，支线选用MHYV-4×7/0.28型矿用阻燃通信电缆。
（4）甲烷传感器的设置
1)在回采工作面设置甲烷传感器(1个)，尽量在靠近工作面的回风巷设置(小于等于10m)；在回采工作面上隅角设置甲烷传感器(1个)；甲烷传感器布置在巷道的上方，并不影响人、车通行，安装维护方便。甲烷传感器垂直悬挂，距顶板(顶梁)不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm；在回采工作面的回风流中设有甲烷传感器(1个)。
采煤工作面回风巷长度大于1000m，必须在回风巷中部增设甲烷传感器。
回采工作面上隅角甲烷传感器的报警浓度为≥0.8%CH4，断电浓度为≥1.2% CH4，复电浓度为 ＜0.8%CH4。
断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
回采工作面甲烷传感器的报警浓度为≥0.8%CH4，断电浓度为≥1.2% CH4，复电浓度为 ＜0.8%CH4。
断电范围：