| 词条 | 矿井通风系统设计 |
| 释义 | 本书根据矿井通风系统的设计程序安排内容。前8章在介绍通风系统的基本特性以及矿井通风系统设计的内容和程序基础上，分别介绍矿井通风网络设计、需风量计算、矿井通风阻力计算、矿井风流控制设计、矿井主扇的选择计算和特殊矿井的通风设计，各章均是先介绍设计理论和原理，最后介绍设计方法。第9章～第11章介绍了作者曾经设计过的几个矿山实例。第12章和第13章则是介绍一些矿井空气计算时用到的一些基本公式和常用的参考资料。 本书内容系统全面，实用性强，可供矿井通风设计和工程管理人员参考，也可作为相关专业学生的教材。 目 录1.矿井概况1.1 工作面概况 1.2 煤层赋存状况 2. 通风系统2．1 矿井通风系统 2.2压风系统 2.3统通风系 2.4 四位一体”综合防突措施工艺流程 2.5 安全防护措施 3.“一通三防”安全技术3.1、通风管理措施 3.2综合防尘管理措施 3.3火工品管理措施 3.4防治水管理措施3.5安全环境管理措施3.6煤质管理 4.安全防护技术措施4.1自救器安全管理4．2避灾简介4.3避灾路线及示意 前言设计（论文）完成过程中，得到学院老师以及实习单位技术人员的支持和指点，为完成设计提供了很多宝贵的意见，再次表示感谢。受设计人水平有限，加之时间紧迫，缺点和错误在所难免，恳请评委批评、指正。 摘 要文章简要分析了采煤工作面发火情况、治理情况，并结合顾北煤矿工作面实际，介绍了该矿在防治发火方面所采取的措施及“一通三防”安全技术措施效果情况。并通过实际的现场摸索与学习基本掌握了有关瓦斯的来源途径与预防措施，并积极的参与实验了一系列新的治理技术如：在这里将对其进行详细的研究与探讨。 1. 矿井概况顾北煤矿矿井位于安徽省淮南市凤台县西北23公里，潘谢煤田顾桥矿井的西南部，对外交通十分方便，地理位置优越。顾桥矿井田面积140平方公里，开采范围为顾桥井田的浅部煤炭资源，有地质储量26.34亿吨，可采储量12.97亿吨，煤炭资源好，储量大。矿区原煤质量好，品种齐全，具有“三低”(低硫、低磷、中低灰分)和“四高”(高挥发份、中高发热量、高灰熔点、高粘结性)的特点，是良好的动力、冶金和化工用煤。 顾北矿井是开发集团公司煤电一体化战略的重要组成部分：根据淮南煤炭集团公司煤电产业发展规划，到2020年，将淮南矿业集团建成年产1亿吨的特大煤田企业，并同步建设装机容量为20000MW规模的电厂设施。目前集团公司和中国电力投资集团浙能集团达成了建设淮南煤电基地的合作协议，该项目被业界称为“火电三峡”。其中顾北煤矿为集团公司与浙能集团合资建设的凤台4*60万千瓦发电厂的配套矿井，其生产的煤炭全部供给该电厂。该电厂一期工程已于2008年完工，并开始投产发电。 1.1 工作面概况 52211风巷（-506m）由52211切眼“h4”测点向上11.6m处按328°（经）方位向北施工。风巷设计全长535m。该工作面位于五二采区，对应的上覆C13煤已回采，下覆的B10煤已回采。52111、52208工作面正在回采；52211顺槽已到位，52108工作面正在准备。 地质构造情况：本次施工范围内处于F10-5与F10-5（8）断层之间，次生断裂构造发育。主要断层有F10-5（10）断层带，及其鱼刺状的小型断裂构造Fm、KL、Fd断层等，在Ⅵ线北75m附近将出现一褶曲构造（背斜）或断层。风巷北断靠近F10-5（8）断层带。 该块段为-660mW2EB4b;上至-607m标高,下至-660m水平标高,东至F13-8-1断层；西至-610专用回风石门；对应该块段-607以上B4正在施工一道；对应该块段以北B6,B7,B8,B9均部分回采,B8,B9未掘。 工作面走向长343-431,平均387m,倾斜长145-193m,平169,面积6.54万m,可采储量为26万t。 巷道支护：煤上山、B4一道均采用3#U型棚支护,支护断面为10.2m;联石采用锚网喷支护,支护断面为10.59m;上风巷为-610mW2EB4b一道留巷使用,为锚杆支护；切眼采用单体、∏钢梁支护。 施工顺序：-610m绞车窝（5m）→-660mW2EB4煤上山（220m）→-660mW2B4联石（35m）→-660mW2E4一道（399m）→-660mW2B4切眼（343m）。 1.2 煤层赋存状况 该煤层属较稳定煤层,B4煤层分为两层煤,其中B4b煤厚为1.4-2.0m,平均1.7m,B4a煤厚为0.8-1.6m,平均1.2m;该煤层属半暗型.暗淡光泽。粒度为碎块-碎粒状，中硬。含一层夹矸，夹矸厚为0.4-1.0m，平均0.7m。夹矸灰色泥岩内夹二层煤线。 表一 工作面简介 瓦 斯 水 最大涌水量 3.0~6.5m3/h 正常涌水量 1.0~2.5m3/h 影 煤的自燃 B11b煤层的自然发火期一般为3~6个月。 地 温 23~24℃。 地 压 在风巷北侧约68m不在B10煤层保护，且靠近F10-5（8）断层，应力相对集中。 资料来源 通风科 问 2、通风系统2．1矿井通风系统： 是矿井通风方式、通风方法和通风网络的总称。矿井通风系统的基本任务是： （1）、供给井下足够的新鲜空气，满足人员对氧气的需要。 （2）、冲淡井下有毒有害气体和粉尘，保证安全生产。 （3）、调节井下气候，创造良好的工作环境。 矿井通风系统是由通风机和通风网络两部分组成。风流由入风井口进入矿井后，经过井下各用风场所，然后进入回风井，由回风井排出矿井，风流所经过的整个路线称为矿井通风系统。 矿井通风方法以风流获得的动力来源不同，可分为自然通风和机械通风两种。 （1）自然通风：利用自然气压产生的通风动力，致使空气在井下巷道流动的通风方法叫做自然通风。自然风压一般都比较小，且不稳定，所以《煤矿安全规程》规定：每一矿井都必须采用机械通风。 （2）机械通风：利用扇风机运转产生的通风动力，致使空气在井下巷道流动的通风方法叫做机械通风。采用机械通风的矿井，自然风压也是始终存在的，并在各个时期内影响着矿井的通风工作，在通风管理工作中应给予充分重视，特别是高沼气矿井尤应注意。 2.2压风系统（对压风应作要求） 暗立井 B4底板运道 52石门 52213皮带机道 -580m联巷 52213-11石门 迎头 风压不得小于5kg/cm。 2.3 通风系统 突出煤层掘进必须建立独立可靠的通风系统，回风不得进入其它采掘工作面或机电硐室，因此必须在-610mW2轨石内B4联巷以北，新建一组正反风门。风筒穿过墙垛地段必须设置牢固的反向吊盖，其木板厚度不得小于50mm，其规格为不小于风筒尺寸。 最后一组距迎头距离不少于20-40m，每组压风自救不少于6个，保证正常供风，每人供风量不少于0.1m/min；当回风系统内有其他作业时，作业地点安装一组压风自救，数量不少于同时最多的作业人数。 b隔爆水槽：在该掘进巷道内距迎头60-200m内设置一组隔爆水槽，水量不少于200L/m。 c防尘喷雾：巷道内距迎头30m处设一道环形喷雾，向外每隔100m再分别设一道固定环形喷雾。同时迎头20m内设置放炮喷雾。每天洒水冲洗巷道一遍。 d在放炮基地、工具存放处分别设一部调度电话，并保证灵敏畅通；工作面所有人员必须佩戴隔离式自救器，并会使用。 2.4 四位一体”综合防突措施工艺流程： 突出危险性循环预测预报→防突措施→效果检验→安全防护措施。 2.4.1突出危险性预测预报 根据《防突细则》规定，取工作面突出危险性的临界为： K1=0.5ml/g/min;Smax=6.0kg/m. 在掘进工作面打3个直径42mm，孔深（巷道轴向投影）不少于8m的钻孔，钻孔布置在煤层软分层中，一个钻孔位于巷道中部，并平行于掘进方向，其它2个钻孔布置在迎头两侧，其终孔点控制到巷道轮廓线外2-4m，具体布置参数见图1。 预测预报时，可由防突员根据迎头煤层状况和地质结构，适当调整预测钻孔参数，但必须在预测预报单上注明迎头煤岩状况和开孔位置。 钻孔推进速度为1m/min，钻孔每打1m测定一次钻屑量，每隔2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K1预测工作面的突出危险性。 1.当预测无突出危险时，每预测循环必须留有不少于2m的预测孔投影超前距。若预测任一突出指标超限时，则工作面停止掘进，执行防治突出措施。 2.当预测指标超限，每执行一次防突措施作业循环后，须再进行预测预报，如预测无突出危险时，还必须再执行一次防突措施，只有连续2次预测为无突出危险时，该工作面方可视为无突出危险工作面，停止执行防突措施，以后执行原循环措施。 3.第一次执行防治突出措施或无措施超前距时，必须首先施工不小于42mm的钻孔进行浅孔排放防治突出措施，钻孔数为8个，孔深为不小于6m，确保在工作面前方形成5m的安全屏障。然后方可进行正常的防治突出措施循环。 2.4.2防治突出措施 1.保护区及穿层、顺层钻孔掩护范围内执行循环预测措施，无保护段执行循环防突措施。 a、循环预测措施：施工执行循环预测预报措施；若预测突出指标值超限、回风瓦斯异常、有煤炮等动力现象时，则工作面停止掘进，采用工作面卸压排放钻孔措施；若回风瓦斯经常处于临界值时，执行循环抽放钻孔措施，抽放钻孔参数同排放钻孔，钻孔打一个封一个，分别（排）合茬抽采，抽采时间不少于8h。 b、循环防突措施：施工执行循环卸压排放钻孔措施（参数同前）；若回风瓦斯经常处于临界值时，执行循环抽放钻孔措施，抽放钻孔参数同排放钻孔，钻孔打一个封一个，分列（排）合茬抽采，抽采时间不小于8h。 2、钻孔布置 迎头布置钻孔计12个，钻孔孔径不小于108mm，孔深不低于16m（其中防突前探钻孔为21m）或穿过煤层见顶底板。钻孔终孔均控制到巷道周边3-5m。其具体钻孔布置及参数详见巷道钻孔布置图。钻孔开孔间距中对中不小于500mm，面对迎头，左侧钻孔夹角为正，右侧为负。 2.4.3效果检验 当预测突出指标超限，采取防突措施后，进行效果检验；效果检验按预测预报方法进行。检验孔必须布置在措施孔之间。检验指标不超限方认为措施有效，否则重新按上述方式补打排放钻孔，直至检验指标不超限，方可进行掘进。掘进时必须保证在巷道轴线方向留有不少于5m的措施钻孔投影超前距离及不少于10m的防突前探钻孔投影超前距和不少于2m的检验孔（或效验孔）投影超前距。 2.5 安全防护措施 通风系统：突出煤层掘进必须建立独立可靠的通风系统，回风不得进入其它采掘工作面或机电硐室，因此必须在-610mW2轨石内B4联巷以北，新建一组正反风门。风筒穿过墙垛地段必须设置牢固的反向吊盖，其木板厚度不得小于50mm，其规格为不小于风筒尺寸。 最后一组距迎头距离不少于20-40m，每组压风自救不少于6个，保证正常供风，每人供风量不少于0.1m/min；当回风系统内有其他作业时，作业地点安装一组压风自救，数量不少于同时最多的作业人数。 b隔爆水槽：在该掘进巷道内距迎头60-200m内设置一组隔爆水槽，水量不少于200L/m。 c防尘喷雾：巷道内距迎头30m处设一道环形喷雾，向外每隔100m再分别设一道固定环形喷雾。同时迎头20m内设置放炮喷雾。每天洒水冲洗巷道一遍。 d在放炮基地、工具存放处分别设一部调度电话，并保证灵敏畅通；工作面所有人员必须佩戴隔离式自救器，并会使用。 3.“一通三防”安全技术“一通三防”指的是煤矿安全生产中的矿井通风、防治瓦斯、防治煤尘、防灭火的技术管理工作的简称。 3.1、通风管理措施 3.1.1掘进工作面风量的计算 掘进工作面需要风量应根据排除炮烟、排除瓦斯（粉尘）以及人员呼吸的需要计算，并考虑风速应符合规程规定。选其中最大者为选择局扇的依据。 （1）、按照掘进工作面施工人员所需风量计算： Q掘=4N=4×20=80m/min 式中：N－为当班最大出勤人数 ( 2 )、按照排除炮烟的需要计算风量 Q掘=（7.8÷T）*√A(LS)/k =（7.8/20）* √13.57*（900*13.26）/1.52 =414.23m3/min 式中：k－系数（当300≦ L< 400m K =1.22, 当400≦ L< 500m K =1.252, 当500≦ L< 600m K =1.32, 当600≦ L<700m ， K =1.352，当700≦ L<800m ， K =1.42，当800≦ L<900m ， K =1.452，当900≦ L<1000m ， K =1.52…） 式中 A－同时爆破的炸药量kg，L－巷道掘进最长局扇通风距离m，S－巷道毛断面，T－排烟时间，一般为10～20min。 ( 3 )、按照排除瓦斯需要计算风量 Q掘=100×q瓦掘×K掘通×（1－K抽放率）=100×0.5×2×（1－0）=100m3/min 式中：q瓦掘——掘进头瓦斯绝对涌出量m/min，K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮掘可取K掘通=2。K抽放率取0。 （4）、 按照风速计算风量 Q掘应满足：60VminS≤Q掘≤60VmamS 60VminS=60×0.25×14.4=216m3/min 60VmamS=60×4×14.4=3456m3/min Q掘取414.23m3/min，显然满足60VmS≤Q掘≤240S的要求。 式中：S－巷道净断面m2，Vm－最低风速m/s，对于煤及半煤岩巷道Vm=0.25m/s。 3.1.2局扇选型（确定局扇的大小和台数） 表二 局扇选型 功率KW 11 2×11 28 2×15 2×18.5 2×22 2×30 2×55 风量m/min 200 350 350 400 450 500 600 750 根据上面的计算所得最大风量为414.23m/min，选取一台2*18.5KW局扇，备局同型同能。 3.1.3通风设备及设施的安装、使用的规定 （1）、所掘巷道采用压入式通风，局扇位置由通风区现场划定，局扇要安专人看管，挂牌留名，若因检修，停电等原因停局扇时，人员要撤离，切断电源，挂示警标，恢复通风前必须经测气员检测瓦斯浓度，以确定恢复通风的方式。局扇要有“三专两闭锁”装置。 （2）、局扇安装时用矿用橡套电缆引入电机内，三根芯线接至电机接线盒内的接线螺杆上，第四根接地线接在盒内接地螺杆上，然后盖上盒盖。 （3）、局扇应一次接一次启动数次，每次短时接通电源以保证局扇风压逐步加大，防止鼓烂风筒。 （4）、局扇安专人定期维修、保养、保证局扇正常运转。 （5）、局扇进风距回风巷口不小于10米，风筒出风口距迎头距离不大于5米。 （6）、 通风区要做好风流控制工作，防止局扇循环风。一次串联风必须制定专门安全技术措施报矿长批准。 （7）、 施工单位对通风设施、设备要备加爱护，不得随意损坏。 （8）、通风系统的风门必须安装连锁装置，确保系统稳定可靠。 3.1.4工作面风量风速的规定 掘进头供风量为414.23m/min，风速保持在0.25～4m/s之间。 3.1.5净化通风、隔爆水棚、压风自救的安设 （1）.在施工巷道中距离迎头不大于50米处安设三道净化喷雾装置。 （2）.隔爆水槽按规定首列在距离迎头60～200米范围以内，回风侧安设。其容量按200L/m断面设计水量。 （3）.水槽应采用横向（长边垂直于巷道走向方向）嵌入式安装，排间距为1~3m，棚区长度不得小于20m，同一排内的水袋边沿与巷壁、支架（梁）之间的距离不得小于100mm，U型棚和混凝土支护的巷道应加设一层水袋，加设水袋设置尺寸应满足边缘之间间隙不小于100mm的要求。水袋底部距巷道轨面应不小于1.8m和不大于2.6m；棚组内各排水棚安装高度应保持一致；棚区处的巷道需要挑棚时，其断面积和形状应与其前后各20长度的巷道保持一致。 （4）.水棚应安设在巷道直线段。水棚与巷道的交岔口、转弯处、变坡处之间的距离，不得小于50 米。 （5）.水袋安装吊挂方式：1）、水袋应被自由地吊挂在挂勾上，挂勾也应自由地吊挂在支承构件上，均不得捆扎绑死；2）、挂勾可选用8铁丝制作，吊挂在支承构件上的一端可以是弯钩，吊挂水袋一端的挂勾应是直勾，挂勾角度为60°（+5°），直勾长度25mm；3）、水袋两边的挂勾应相向吊挂。 （6）.水棚维护：每周至少检查一次水棚的水袋数量、吊挂、水量情况，及时进行补水、更换水袋、维护或挪移水棚。 （7）.隔爆水槽应进行挂牌管理。 （ 8）、在风巷内每隔50m设置一组压风自救系统，每组压风自救系统安设5-8套压风自救装置。距迎头最近一组压风自救系统距迎头距离在25-40m之间。保证掘进迎头及巷道内所有人员紧急避难时使用。隔离式自救器配备同等数量。所有设备必须质量完好，确保应急时使用。 3.1.6 瓦斯管理措施 （1）.掘进头回风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时，都必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。 (2).对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可通电开动。 (3). 掘进回风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，并通知调度所进行处理。电机及开关地点附近20米内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止运转，切断电源，撤出人员；局扇开关附近10米内瓦斯浓度在0.5%以下，方可人工启动开关。 (4).井下空气成分必须符合下列要求： 掘进工作面的进风流中，氧气浓度不低于20%，二氧化碳浓度不超过0.5%; 表三 有害气体的浓度不超过下表规定 名 称 最高允许浓度 （%） 一氧化碳co (5).掘进工作面及其他巷道内，体积大于0.5m的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。 (6).掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。 (7).矿井必须从采掘生产管理上采取措施，防止瓦斯积聚；当发生瓦斯积聚时，必须及时处理。 矿井必须有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，证实无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度符合本规程规定时，方可开启。 临时停工的地点，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警牌，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%或其他有害气体浓度超过本规程规定不能立即处理时，必须在24h内封闭完毕。 恢复已封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时，必须事先排除其中积聚的瓦斯。排除瓦斯工作必须制定安全技术措施。 严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。 (8 ).掘进施工过程中迎头必须悬挂瓦斯便携仪并正常开启，测气员每班对该地点不小于3次的瓦斯巡回检查。 3.1.7瓦斯监测管理（瓦斯传感器按图示设置） （1）、各探头的报警浓度：T1≥0.8%， T2≥0.8%； （2）、瓦 斯 断 电 浓度：T1≥0.8%， T2≥0.8%； （3）、断 电 范 围：T1、T2均为掘进巷道中全部非本质安全型 电气设备 （4）、复 电 浓 度：T1<0.8%， T2<0.8%； （5）、复 电 方 式：人工复电 （6）、瓦斯传感器按图示设置： （7）、安装与管理 瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200 mm。 瓦斯传感器必须定期进行调试校正，每7天必须使用标准气样和空气样调校1次。每7天必须对瓦斯超限，断电功能进行测试。高突头每天必须对瓦斯超限断电功能进行测试。 安装断电控制系统时，由使用单位根据断电范围要求、提供断电条件，去人和监测工一起到现场接通井下电源及断电器。拆除或改变与安全监控设备关联的电报设备的电源线及控制线，检修与安全监控设备关联的电气设备，需要安全监控设备停止运行时，须报告调度所，并制定安全措施后方可进行。 瓦斯检查工每班应对管辖范围内传感器的数据进行校对和记录，对传感器及电缆的外观进行检查，并将记录和检查结果报通风区、调度所值班员。 传感器、电缆等由所在掘进的班、队长负责保管、使用。传感器不能正对风筒出口，洒水时不能洒在探头上和线路接头处。如有损坏及时向通风区值班室汇报。 放炮时将传感器移到距迎头50m以外安全地点，放炮结束后放回原处并按规定吊挂好。 便携仪悬挂在迎头，距顶板（顶梁）不得大于300mm，不得挂在风筒口处。 3.1.8防火管理措施 （1）.自然发火处理：施工中发现火灾时，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，并同时切断迎头所有电源，报告调度所按照避灾线路将受火灾威胁地区的人员撤离危险区域。及时采取有效措施进行处理。电器设备着火，应首先切断电源，在切断电源前，只准用不导电的灭火器材来灭火。 （2）.高冒处的防火处理：掘进过程中如果发生冒顶，必须用不燃性材料充填接实，对于冒顶严重的必须喷浆、喷实，同时通风区对高冒处进行挂牌管理，检查气体和温度，发现异常立即汇报处理。 （3）.其它防火处理 掘进施工报废的盲巷必须填实封闭。 电气设备着火，应首先切断电源，在切断电源前，只准用不导电的灭火器材来灭火。 掘进在过煤层或施工厚煤层底区巷道期间，必须少装药，轻放炮。同时支护必须到迎头。减少空顶面积。 3.2综合防尘管理措施 （1）.距离放炮迎头不大于20m处安设三道放炮喷雾装置，放炮前后必须开启，且能封闭全断面。坚持炮前炮后洒水灭尘。 （2）.回风流中安设三道净化喷雾，距离迎头不大于50米，每道间距3~5m。 （3）.放炮必须使用水炮泥。 （4）.洒水冲洗煤帮，杜绝煤尘积聚（厚度超过2毫米，连续长度超过5米为煤尘积聚）。装攉煤要洒水。 （5）.加强个人防护，粉尘作业区域必须配戴防尘保护用品。 （6）.作业场所粉尘浓度的规定： 粉尘中含游离SiO2大于10%时，最大允许粉尘浓度不得大于2mg/m； 粉尘中含游离SiO2小于10%时，最大允许粉尘浓度不得大于10mg/m。 3.3火工品管理措施 （1）电雷管必须由放炮员亲自领送，炸药由使用单位安排熟悉《煤矿安全规程》的人员用药包专门运送，放炮员负责监护。领到爆破器材后，应直接送到工作地点验药入箱，严禁中途逗留或乱扔乱放。 （2）电雷管实行专人专号，出库雷管必须编号清晰，没有编号的电雷管严禁发放使用。 （3）电雷管发给放炮员之前，必须按规定要求逐个做全电阻检查，并将脚线拧成短路。严禁发放不导通和电阻不合格的电雷管。 （4）放炮员必须把炸药、电雷管分别存放在专门炮箱内，并加锁；严禁乱堆乱放。炮药箱必须放在顶板完好、支护完整、无淋水、避开电气设备和警戒线以外的安全地点。 （5）若需切开药卷时，必须使用专门工具并保持切面平整，严禁做好炮头后切除药卷或使用其他工具敲砸药卷。 从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。 （6）装配起爆药卷时，必须遵守以下规定： 必须在顶板完好、支架完整、无淋水、避开电气设备和警戒线以外的安全地点进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。 装配起爆药卷必须防止电雷管受到振动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。 电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。 电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。 （7）对当班剩余的炸药，由工作面班组长负责移交给放炮员放入药箱内锁好并提前向区队值班人员汇报，严禁将炸药乱堆乱放。剩余的炸药卷还必须由放炮员和施工班队长校核后互相签字认可。 （8）剩余的雷管，必须由放炮员亲自保管并当班退回药库，严禁将剩余雷管交给下一班使用核乱堆乱放。药库和放炮区必须建立严密的领退帐卡，杜绝漏洞，对退回药库的雷管发出前必须进行二次导通和全电阻测试，并建立记录。 （9）放炮后，放炮员、测气员和生产单位班组长必须共同做好验炮工作。处理瞎炮的炮眼爆破后，放炮员必须认真检查炮堆，收集未爆的残胆，严禁将雷管混入煤炭中。 （10）生产单位或其他有关单位人员若发现遗失炸药或落胆时，必须及时汇报矿调度处理，严禁私带或私藏。 3.4 防治水管理措施 1、坚持“有疑必探，先探后掘”的规定。 2、加强迎头通风，防止钻孔溢出有害气体伤人。通风区每班安一名专职测气员现场跟班。 3、施工过程中如发现异常征兆，如迎头出现挂汗、挂红、空气变冷，发现雾气、水叫，顶板淋水加大，顶板来压，底板鼓起或产生裂缝，发现淋水，水色发浑有臭味等异状时，必须停止作业，采取措施，报告调度所，如情况危急，撤出所有受水威胁地点的人员。撤人时必须按避灾路线撤出人员。 3.5安全环境管理措施 （1）、施工巷道内管线与风筒完好及吊挂的规定：风水管、风筒、电缆、监控线、电话线等要整齐地用电缆钩吊挂在巷道的两侧，风筒要逢环必挂，风筒接头要严密，不得跑漏风，损坏或残破的风筒要及时修补或者更换。 （2）、施工巷道内设置实现“三无”的规定：巷道内无杂物、无积水、无淤泥，坚持按文明生产标准要求进行施工。 （3）、施工巷道内设置施工图板，施工图板标明巷道断面图、平面图、炮眼布置图，施工技术参数，避灾路线图及文字说明。 （4）、施工巷道内无片帮漏顶，无支架折损，保持巷道支架完好。施工中要经常检查工作面后方支护情况，发现片帮漏顶、变形折损的棚子要及时修复（架棚或重新打锚杆），重新腰帮、背顶。 3.6煤质管理 （1）、严格跟顶跟中线掘进，严禁随意破煤层顶底板。煤眼布置要合理，周边眼与巷边确保200mm 以上的间距。 （2）、设有专人拣矸，在人工装车时拣选矸石，拣出的矸石充填腰帮过帮。 （3）、 掘进队成立以队长为组长的煤质管理小组，跟班班队长负责当班煤质管理工作，各班要设有1—2名煤质网员，向煤质管理部门汇报煤质信息。 （4）、半煤岩巷道施工时尽量使煤层在巷道断面内的中部。 （5）、煤层厚度大于0.5米时采用煤岩分破、分装、分运（有出矸系统时），或施工矸石窖填矸。（6）、采用煤矸分装分运。 4.安全防护技术措施4.1自救器安全管理 下井人员必须随身携带自救器，严禁随意打开和拆卸，只有在避难时方可打开使用。 4．2避灾简介 1．当发现工作面有异常现象时，如瓦斯涌出忽大忽小、迎头变冷、煤层紊乱、有煤炮声、炮后瓦斯大等预兆时，应立即停头撤人，汇报矿有关单位和领导。 2．掘进6队及有关单位技术人员负责对其人员进行专业防突知识培训，掌握突出预兆，并熟悉避灾路线。 3．突出的预兆： ①.地压显现方面的预兆：煤炮声、支架响声、煤岩开裂、掉碴、底鼓、煤岩自行剥落、煤壁颤动、钻孔变形、垮孔顶钻、夹钻杆、钻机过负荷等； ②.瓦斯涌出方面的预兆：瓦斯涌出异常、瓦斯浓度忽大忽小、煤尘增大、气温和气味异常、打钻喷瓦斯、喷煤、哨声、风声、蜂鸣声等； ③.煤层结构与构造方面的预兆：层理紊乱、煤强度松软或不均匀、煤暗淡无光泽、煤厚增大、倾角变陡、挤压褶曲、波状隆起、煤体干燥、顶底板阶梯凸起，断层等。 4．保运工区等单位要对其电器设备定期进行防爆检修，杜绝电器失爆。所有使用的电器设备必须保证台台完好，负责该掘进头的电工每天必须对迎头及其回风流巷道中的所有电器设备全面检修一次，确保各种保护灵敏可靠，严禁使用失爆电器。 5．施工时严禁使用风镐落煤，施工过程中如需敲打必须使用铜锤。 6．安监处应派人对本安全技术措施在现场执行情况进行全面监督检查。 7、各采掘工作面在掘进和回采前，应在作业规程内明确规定水、火、瓦斯、煤尘等预兆，防治方法及避灾路线。 8、各采掘工作面应保持其安全出口畅通无阻，防止巷道冒顶堵人。各采掘工作面作业规程内应明确规定防止巷道大面积冒落堵人的安全措施。 9、工作面顺槽及开切眼锚索网支护设计将与有关科研单位合作，做到一工程一设计，并根据地质条件的变化及时变更设计支护参数 4.2避灾路线及示意图 避灾路线：迎头→52213-11石门→-580m联巷→-612mC13 S皮带机道→五二石门→-612mB4北运道→-612m井底车场→ 新淮副井 避灾原则：头脑清醒，想清线路，听从指挥，有序撤离。自救互救，及时汇报。 避灾路线 施工方向 总 结（1）氮气防灭火易发生氮气泄漏，如控制不善，不但起不到防灭火作用，反而会污染环境，对人产生危害，所以使用此方法时应有妥善的管理方法，才能正确的投入应用。 （2）根据此工作面的采煤方法，如果采用灌浆防火，将会给工作面的开采带来一定困难，所以决定采用注氮防灭火和阻化剂防灭火两种措施。 （3）由于工作面各种采煤机械的使用，设备运转时工作面温度一定会不断升高，所以开采煤层时，合理的通风系统对防止煤炭自燃所起的作用很大。通风系统一定要配制合理，才能顺利的达到预期效果。 致 谢本论文是在姚老师精心指导和大力支持下完成的。姚老师以其严谨求实的治学态度、高度的敬业精神、兢兢业业、孜孜以求的工作作风和大胆创新的进取精神对我产生重要影响。他渊博的知识、开阔的视野和敏锐的思维给了我深深的启迪。同时，在此次毕业设计过程中我也学到了许多了关于矿井通风与安全方面的知识，实验技能有了很大的提高。 另外，我还要特别感谢矿上对我实习以及论文写作的指导，它为我完成这篇论文提供了巨大的帮助。还要感谢矿上的领导和一些同学对我的无私帮助，使我得以顺利完成论文。同时矿上的领导也时常帮助我，在我收集资料上提供了巨大的帮助！在此我也衷心的感谢他。 最后，再次对关心我的老师及帮助我的矿上领导和同学表示衷心地感谢！ 参考文献书 名： 矿井通风系统设计 作 者： 胡汉华 编著 出 版 社： 化学工业出版社 出版时间： 2010-5-1 I S B N ： 9787122078490 定 价： ￥48.00 图书目录 参考资料第1章 矿井通风系统设计 1.1 矿井通风系统的基本特性 1.2 矿井通风系统设计的内容和原则 第2章 矿井通风网络设计 2.1 矿井通风系统方案的拟定 2.2 矿井进风井与回风井的布置 2.3 中段通风网络设计及风流控制 2.4 采场通风网络及通风方法 第3章 需风量计算与风量分配 3.1 需风量的计算及合理供风量的确定 3.2 矿井风量分配 3.3 vCad通风网络解算程序 第4章 矿井通风阻力及全矿通风总阻力的计算 4.1 井巷摩擦风阻与阻力 4.2 井巷局部风阻与正面阻力 4.3 井巷通风阻力定律 4.4 矿井通风总阻力与矿井等积孔 第5章 矿井风流控制设计 5.1 矿井风流输送与调控方式的选择 5.2 矿井通风方式及主扇安装地点的选择 5.3 矿井通风构筑物 5.4 矿井漏风问题及有效风量率 第6章 矿井主扇及其选择 6.1 矿用扇风机的类型、构造及工作原理 6.2 矿井主扇的选择与应用 6.3 扇风机的性能调节与测定 6.4 扇风机联合作业 第7章 特殊条件矿井的通风 7.1 内因发火矿井通风 7.2 高海拔矿井通风 7.3 采用柴油设备的矿井通风及废气净化措施 7.4 含铀金属矿井通风 7.5 特殊条件矿井通风设计内容 第8章 矿井降温与防冻 第9章 某金矿矿井通风系统设计实例 第10章 某铝土矿通风系统设计实例 第11章 某钨矿区矿井通风系统设计实例 第12章 矿井空气计算 第13章 通风设计常用参考资料 附录 K、DK系列风机个体特性曲线 参考文献 |
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