矿井通风系统安全论述与分析毕业设计论文.doc

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1、河南理工大学成人教育学院毕业设计(论文) 毕业设计（论文）题目 鹤煤六矿通风系统安全论述与分析 站 别 鹤 壁 站 年级专业 矿井通风专科 学生姓名 小碗熊 指导教师 2013 年 10 月 5 日河南理工大学成人教育学院 毕业设计（论文）任务书站名 鹤 壁 站 年级专业矿井通风 学生姓名 一、设计（论文）题目：鹤煤六矿通风系统安全论述与分析 二、设计（论文）任务与要求任务：根据矿井基本条件确定矿井通风系统；矿井总风量的计算和分配；矿井通风阻力计算；选择通风设备等。要求：将足够的新鲜空气有效的送到井下工作场所，保证生产和创造良好的工作条件；通风系统简单、风流稳定、易于管理，具有抗灾能力；发生事

2、故时，风流易于控制，人员便于撤出；有符合规定的井下安全与环境监测系统或检测措施；系统的综合经济效益好。三、设计（论文）时间：2013年 10 月 5 日至 2013年 11 月 5 日指导教师 （签名）成教院院长 （签名） 河南理工大学成人教育学院 毕业设计（论文）评定书站名 鹤 壁 站 年级专业 矿井通风 学生姓名 一、设计（论文）题目：鹤煤六矿通风系统安全论述与分析 二、设计（论文）共 30 页，附图 2 张三、审阅意见及评语 根据学院教学管理的有关规定，同意（不同意）该生参加毕业答辩 指导教师 （签名） 职 称 工作单位 河南理工大学成人教育学院 毕业设计（论文）答辩委员会（小组）决议站

3、名 鹤 壁 站 年级专业 矿井通风 学生姓名 该生于 2013 年 11 11进行毕业设计（论文）答辩 设计（论文）题目：鹤煤六矿通风系统安全论述与分析 答辩委员会：主任委员（组长） 委 员（成员） 答辩学生向答辩委员会（小组）提交如下资料：设计（论文）说明书 共 页 设计（论文）图纸 共 页指导教师评阅意见 共 页 根据学生所提供的毕业设计（论文）材料和指导教师意见以及在答辩过程中学生回答问题的情况，毕业设计（论文）答辩委员会（小组）作出如下决议： 一、毕业设计（论文）的总评语 二、毕业设计（论文）的总评成绩： 毕业设计答辩委员会主席（组长） （签名） 委员（成员） （签名） 年 月 日摘

4、要随着煤矿工业的发展，安全生产已经成为其中重要的部分。为确保煤矿的安全生产，对煤矿的安全设计十分重要。根据鹤煤六矿的实际情况，结合目前安全生产技术，对鹤煤六矿进行了安全设计。设计针对煤矿常见的通风安全问题，如水、火、煤尘、瓦斯等灾害，分析灾害发生的原因，设计具体的灾害预防措施及安全保障措施，以达到防止事故发生或减少事故发生概率，降低事故造成伤害的目的。根据鹤煤六矿开拓方式和地质构造，选择了合理的通风系统，通风设备,对采掘工作面及硐室通风，井下通风设施和构筑物等进行设计，选择了安全逃生路线，根据矿井通风各种数据如:各风井等积孔及负压,矿井通风阻力分布情况对矿井通风系统的合理性和可靠性进行分析,提

5、出建议。针对鹤煤六矿具体情况，在火灾防治方面，设计了煤自然火灾防治措施。在通风系统方面，设计了保证通风系统稳定的措施。建立一套完善的安全监测与监控体系，对各种灾害形式进行严密的监控，在灾害发生前将事故处理，确保生产能够安全高效的进行，同时达到无安全事故、无人员伤亡的理想状态。关键词: 需风量设计 通风安全 瓦斯防灭火 安全监测目录摘 要I目录II第1章 矿井概况及安全条件11.1 矿井简介11.2 矿井通风与瓦斯11.3 矿井瓦斯抽放21.4 矿尘 21.5 矿层自燃性31.6 煤层顶底板岩性31.7 矿井涌水31.8 矿井供电41.9 矿井提升和运输5第2章 矿井通风82.1 现行风量设计8

6、2.1.1 采煤工作面需风量82.1.2 掘进工作面需风量102.1.3 其它地点需风量及总计112.2 现有通风方式及通风系统122.2.1 现有风井数目、位置、服务范围及服务时间122.2.2 采掘工作面及硐室通风122.2.3 井下通风设施及构筑物布置122.2.4 安全逃生途径122.2.5 通风设备选取及反风132.2.6 矿井风量、风压及等积孔142.2.7 矿井阻力测定及分析142.2.8 保证矿井通风系统风量稳定措施14第3章 矿井防灭火193.1 概 况193.2 工作面防灭火措施193.3 开采方面的措施19第4章 矿井安全监测监控214.1 安全监测监控系统的重要性214

7、.2 安全监测、监控和传输设备选择214.2.1 监测监控内容确定214.2.2 矿井监测系统选型确定214.2.3 传输设备及器材选型214.3 监测设备各类传感器布置224.3.1 传感器布置224.3.2 馈电传感器及其它布置234.4 矿井安全监测监控系统运行可靠性分析22结论24致谢25参考文献26第1章 矿井概况及安全条件1.1矿井简介 六矿始建于1958年7月， 1964年3月投产，原批准核定生产能力75万吨/年。2008年改扩建后，设计生产能力提高到140万吨年。目前矿井尚有地质储量14201.3万吨，可采储量8551.3万吨。矿井位于河南省鹤壁矿区中南部，南以六、八矿张庄向斜

8、轴为界，北、西至F40正断层及二1煤层露头为界，东止二1煤层-800m等高线，南北走向长6.5km，东西顷向宽2.7km，面积约为18km2。本矿区主要可采煤层为二迭系下统山西组二1煤层，平均煤厚8.13m，层位稳定，为本区良好标志层。本煤层结构简单，局部含夹矸0.010.75m，夹矸岩性多位炭质泥岩。六矿井田为一向东倾斜的单斜构造，平均倾角20左右，深部暂定边界标高-800m。矿井开拓方式为立井多水平上、下山开拓，矿井划分为三个水平即-150m、-300m、-600m水平。目前生产水平为二水平，水平标高-300m，二水平上山采区已基本结束，现生产主要为二水平下山采区，南艺209和211两个采

9、区，北艺212和214两个采区。目前井下布置有四个采煤工作面，分别为：2121、2808、2143、2112和2116四个采煤工作面，其中2112为备用工作面。六矿现有3个岩巷队,3个煤巷队，主要开拓掘进地区为：212地区、211地区、214地区及三水平延伸工程、三水平辅助工程。掘进工艺为：岩巷为打眼放炮破岩，锚网喷支护，扒岩机装矸，矿车出矸，煤巷为打眼放炮，型棚支护，运输机出煤。目前矿井安全出口有小庄风井（斜井）、东风井（有梯子间）、中央风井（有梯子间）、老副井（有梯子间）、新副井（有应急罐笼），共5个。1.2矿井通风与瓦斯六矿矿井通风方式为两艺对角抽出式，通风方法为机械通风，副井及主井进风

10、，小庄风井、东风井为出风井，2010年通风能力核定为140万吨/年。矿井总进风量为15422 m3/min，总回风量为16307 m3/min，各回风井均有2台同等能力主扇，一台运转一台备用。矿井最大通风流程为9650m，矿井有效风量率为87.98%，进回风井、各类巷道均无风速超限现象。六矿矿井瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井，2009年矿井瓦斯鉴定结果绝对瓦斯涌出量为52.50m3/min，相对瓦斯涌出量为23.92 m3/t；二氧化碳绝对涌出量18.97m3/min，相对涌出量为8.64m3/t，本年度回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为20.34 m3/min，掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为15.2

11、9 m3/min。1.3矿井瓦斯抽放六矿为难抽煤层（透气性系数0.018m2/Mpa2.d），抽放方式为本煤层抽放、穿层孔抽放、顶板高位钻孔（裂隙带）抽放、采空区抽放。百米钻孔抽放量一般为0.017m3/hm.min。六矿于1970年建立矿井瓦斯抽放系统，目前抽方系统包括地面抽放系统和井下瓦斯抽放系统。 地面抽放系统地面瓦斯泵房现共装有2BE1-353-1型水环式真空泵二台，皆为双回路供电，室内装有KJ系列抽放瓦斯监控子系统，监测抽放管道和环境瓦斯浓度、压力、流量、负压和温度等参数，并有光学、机械仪表与之相互验证，泵房进出口管道安装有水封式防回火、防爆设施。地面瓦斯抽放系统敷设主管道9050米

12、，带抽井下10个抽放地区，钻孔总长182308米，抽放瓦斯纯量911m3/min。井下抽放系统井下现有4处抽放泵站： 11采区泵站、14采区泵站、北四泵站、12采区泵站。共有3台SK-60型水环式真空泵，4台2BE1-303-0型水环式真空泵。移动泵站内皆为双回路供电，均设有KJ系列抽放瓦斯监控子系统，监测抽放管道及环境瓦斯浓度、负压、流量和温度等参数，并有光学、机械仪表与之相互验证。井下移动泵站担负2143、2808、2121工作面的采空区埋管和顶板高位裂隙抽放工作。目前井下抽放瓦斯纯量 58m3/min。矿井本年度抽放量计划745万m3，钻孔工程量计划17万m，第三季度瓦斯抽放率为32%。

13、1.4矿尘六矿煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为15.91%。各级领导高度重视防尘工作，各分口矿长负责本口的全面防尘工作，保证防尘所需人员、资金和装备；各业务科室科长对所分管单位的防尘工作负直接责任；通防科负责对矿井粉尘防治工作进行业务管理及监督指导；各采、掘区队，机电、运输、通风、抽放、钻探等单位负责本职工作范围内的粉尘防治工作，实行分片包干，明确职责。矿井一水平建有静压水池，主管路为4寸钢管，支管为2寸钢管，工作面为2寸钢管和2寸胶管。各采区、各采煤工作面、煤岩巷掘进工作面均敷设有防尘清水管路及防尘水幕，各转载点设有喷雾，防尘系统功能健全，符合规程要求。在尘源的防治与管理上，对关键地点，关键作

14、业环节重点管理。主要防尘措施有：湿式打眼、煤壁注水、放炮使用水炮皮、放炮前后洒水、放炮喷雾、防尘水幕等，通过采取一系列的综合防尘措施，做好尘源的防治工作。钻探队严格按冲尘循环图表进行冲尘,主要运输巷及主要进风巷每月冲尘不少于3次，主要回风巷每月不少于2次，其它地区每月不少于1次。主要皮带巷、采区皮带巷每周不少于1次。同时，加强测尘管理。矿井严格按粉尘防治规范要求，配备了专职测尘员，进行粉尘测定工作。保证井下每个测尘点粉尘（全尘、呼吸性粉尘）每半月测定一次；粉尘分散度每季测定一次；粉尘中游离SiO2含量每半年测定一次。1.5煤层自燃性煤层自燃发火倾向性为三类（不易自燃），最短自燃发火期为 87天

15、。为防止自燃发火，要加强防灭火技术管理，认真防灭火工作责任制，加强以预防性注浆为主的防灭火基础工作。同时，加强防灭火的预测预报工作，加大对防灭火工作的检查、考核力度，规范井下消防管路，从根本上消灭自燃发火。1.6煤层顶底板岩性本矿区主要可采煤层为二叠系下统山西组二1煤层，煤层稳定，其顶板为黑色泥岩或砂质泥岩，老顶为灰色细、中粒砂岩（俗称大占砂岩），为本区良好标志层。煤层地板为泥岩或砂质泥岩，老底为灰色细中粒长石石英砂岩。支护形式岩巷为锚网喷支护，煤巷为型棚支护，采煤工作面为DZ-22型单体液压支柱配“”型梁支护。1.7矿井涌水根据矿井充水特征，本区矿床为裂隙充水矿床，主要充水含水层为二1 煤层

16、顶底板砂岩含水层和C3L8灰岩含水层，补给条件一般，以消耗静储量为主，单位涌水量小于2L/s.m。矿井充水方式为直接充水，出水后采掘受影响程度中等。对-300m -450m水平矿井涌水量预计结果为初期最大水量238.7m3/h，后期水量190.96 m3/h。矿井水文地质类型定为中等型。六矿矿井排水系统由两个独立的排水系统组成，分别是一水平排水系统和二水平排水系统，均为一级排水，由井下直接排至地面。具体情况如下：一水平排水系统：该水泵房主要担负排出一水平矿井涌水的任务。泵房内装备3台D450606型水泵，其中1台工作、1台备用、1台检修，配用电机均为YB560M24型隔爆高压电动机，功率710

17、KW。沿副井筒安装200mm排水管路2趟（1趟工作、1趟备用），排水高度约为311米，内、外水仓总容积为2942m3。二水平排水系统：该水泵房主要担负排出二水平（300m水平）及以下地区矿井涌水的任务。泵房内装备3台MD2806510型水泵，其中1台工作、1台备用、1台检修，配用电机为YB630M24型，功率900KW。排水管路为2趟250mm管路，沿中央轨道下山和副井筒安装，排水高度约517米，水仓总容积为4050m3。矿井地质报告书提供矿井设计正常涌水量为190 m3/h，最大涌水量为238.7 m3/h。2009年实测矿井正常涌水量 218.5 m3/h（其中一水平8.5 m3/h，二水

18、平210m3/h）；实测最大涌水量233.5m3/h（其中一水平9.5m3/h，二水平224 m3/h）。在一、二水平均为1台水泵和1趟管路工作，备用水泵和备用管路未投入的情况下， 20h内能排出矿井24h的正常涌水量或最大涌水量，符合煤矿安全规程要求，且排水能力较大。1.8矿井供电六矿矿井用电设备装机总容量为21500KW，矿井运行设备总容量12800KW，2009年矿井产量136.01万t/a，实际用电容量4725.79万KWh，矿井综合电耗37.68KWh/t。六矿下井电缆共为6路，2路沿副井筒敷设下井至一水平主排水泵房，每路长530m；2路沿主井筒敷设下井至二水平主排水泵房，每路长12

19、60m；2路沿新副井筒敷设至中央变电所，每路长900m。六矿矿井生产用电电源全部来自于鹤煤（集团）公司供电处所管辖的矿区区域变电站（大湖变电站），该变电站电源为110KV双回路，站内安装2台SFS831500/110型变压器，总容量为23150063000KVA，其供电能力完全可以满足矿井需要。1.9矿井提升运输1、副井提升六矿副井提升机为JKMD2.84型落地式多绳提升机，立井提升，提升高度432m，设计提升速度为8.4m/s。双钩提升，配有单层双车和双层2车罐笼各1个，电动机为YR63010/1180型交流电动机，功率630KW。主要担负提矸、提升材料和升降人员等辅助提升任务。单层提矸、提

20、升材料和双层乘人。该提升系统绞车房高低压供电电源均为双回路，装设有防过卷、防过速、过负荷和欠电压、限速、深度指示器失效、闸间隙保护以及减速功能保护等，并按规定进行试验，符合煤矿安全规程要求。2、主井提升六矿主井提升系统绞车为JKD3.254型塔式多绳摩擦提升机，立井提升，提升高度442m，设计提升速度为5.99m/s，1995年安装投入运行。双钩提升，提升容器为一对JG12/1104型箕斗， 配备电动机为YR63016/1430型，功率为2630KW，一次提升量为12t，井底有缓冲煤仓。2004年12月安装定重装载装置。该提升系统绞车房高低压供电电源均为双回路，装设有防过卷、防过速、过负荷和欠

21、电压、限速、深度指示器失效、闸间隙保护、满仓保护以及减速功能保护等，并按规定进行试验，符合煤矿安全规程要求。六矿目前运输系统基本情况为：矿井南、北翼开采，共布置4个工作面（南翼1个、北翼3个）。煤流运输系统为工作面顺槽运输、上（下）山运输、大巷运输、经井底车场2个煤仓后，由给煤机转运至上仓皮带进入井底煤仓。具体情况如下：1、二水平南翼大巷主要采用轨道运输，轨道型号为30Kg/m，轨距600mm。运输设备为7台CDXT8型蓄电池电机车、MD3.3/6型底卸式矿车和MG1.1/6型固定式矿车。其中原煤运输设备为3台电机车和MD3.3/6型底卸式矿车，每列运煤车由10辆矿车组成，采区煤仓至井底煤仓距

22、离为1.8km。2、二水平北翼采用胶带输送机运煤，运输集中巷共安装3台胶带机，分别为：DT12501000/2160型1台，运输长度1260m，输送带宽度1000mm，带速2.63m/s，倾角-1117不等。JSP1000/275型1台、运输长度400m，输送带宽度1000mm，带速2.63m/s，倾角14STG800/240型1台、运输长度380m，输送带宽度800mm，带速2.54m/s，平巷运输。3、采区上下山及工作面顺槽采用STG800/240型和MPJ800/222型胶带机运输。第2章 矿井通风2.1现行风量设计井下共布置5个采煤工作面，13个掘进工作面，全矿独立回风硐室7个，变电所

23、水泵房6个，火药库1个。根据上述参数进行矿井风量计算。Q矿（Q采+Q掘+Q硐+Q备+Q其）K m3/min式中：Q采-采煤工作面实际需要风量总和m3/minQ掘-掘进工作面实际需要风量总和 m3/minQ硐-硐室实际需要风量总和 m3/minQ备-备用采面实际需要风量总和 m3/minQ其-其他地点实际需要风量总和 m3/minK-矿井通风需要风量系数 取1.21、 采煤工作面需风量2143工作面需风量按照CH4涌出量计算（U型通风）式中：Q采 回采工作面实际需要风量，m3/min；q采回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；矿井瓦斯涌出量指采掘工作面回风流绝对

24、瓦斯涌出量，不含瓦斯抽放量。KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。Q采回=100q采KCH4=1008.141.5=1221 m3/min按照同时作业最多人数计算Q采=4N=490=360 m3/min按温度适宜的风速计算Q采=60V采S采=601.26.5=468 m3/min由于六矿目前井下所用炸药均为乳化炸药,而此公式仅适用于硝酸铵炸药,所以,不再进行此步计算。风速计算：V1221606.5=3.13 m/s 风速符合规定。2116工作面需风量按照CH4涌出量计算（U型通风）Q采回=100q采KCH4=

25、1007.92=1580 m3/min按照同时作业最多人数计算Q采=4N=490=360 m3/min按温度适宜的风速计算Q采=60V采S采=601.16.5=429 m3/min风速计算：V1580606.5=4.05 m/s 风速(综采)符合规定。2121工作面需风量按照CH4涌出量计算（U型通风）Q采回=100q采KCH4=10010.31.2=1236 m3/min按照同时作业最多人数计算Q采=4N=490=360 m3/min按温度适宜的风速计算Q采=60V采S采=601.26.5=468 m3/min风速计算：V1236606.5=3.17 m/s 风速符合规定。2808工作面需风

26、量按照CH4涌出量计算（U型通风）Q采回=100q采KCH4=1007.52.4=1800 m3/min按照同时作业最多人数计算Q采=4N=480=320 m3/min按温度适宜的风速计算Q采=60V采S采=601.28=576 m3/min风速计算：V1800608=3.75 m/s 风速符合规定。2112备用工作面需风量按照CH4涌出量计算（U型通风）Q采回=100q采KCH4=1003.611.2=433 m3/min按照同时作业最多人数计算Q采=4N=490=360 m3/min按温度适宜的风速计算Q采=60V采S采=601.26.5=468 m3/min因工作面投产时风量计划为120

27、0 m3/min所以工作面配风量为Q备1/2 Q采 12001/2 600风速计算：V600606.5=1.54 m/s 风速符合规定。2、掘进工作面需风量 因两个或两个以上掘进工作面共用风机吸风口至掘进工作面回风流之间的巷道，只核算其中一个掘进面，不再重复核算该段巷道所需风量。2093底抽巷、2093下顺槽、2091上顺槽按照CH4涌出量计算Q掘=100q掘KCH4=1004.451.25=556 m3/min按照同时作业最多人数计算Q掘=4N=430*3=360 m3/min按风机吸风量计算 Q掘=Q扇Ii+9S300*3+98*31116m3/min风速计算：V1116608=2.33

28、m/s 风速符合规定。-600大巷、3001底抽巷按照CH4涌出量计算Q掘=100q掘KCH4=1001.611.47=237 m3/min按照同时作业最多人数计算Q掘=4N=430*2=240 m3/min按风机吸风量计算Q掘=Q扇Ii+9S3002+911*2699 m3/min风速计算：V6996011=1.06 m/s 风速符合规定。2091底抽巷、三水平猴车道按照CH4涌出量计算Q掘=100q掘KCH4=1002.861.3=472 m3/min按照同时作业最多人数计算Q掘=4N=430*2=240 m3/min按风机吸风量计算Q掘=Q扇Ii+9S300*2+11*9=669 m3/

29、min风速计算：V6996011=1.06 m/s 风速符合规定。2142 底抽巷按照CH4涌出量计算Q掘=100q掘KCH4=1000.721.5=108 m3/min按照同时作业最多人数计算Q掘=4N=430=120 m3/min按风机吸风量计算Q掘=Q扇Ii+9S300+911399 m3/min风速计算：V3996011=0.61 m/s 风速符合规定。（5）2115下顺槽按照CH4涌出量计算Q掘=100q掘KCH4=1002.991.65=493 m3/min按照同时作业最多人数计算Q掘=4N=430=120m3/min按风机吸风量计算Q掘=Q扇Ii+15S300*2+158720m

30、3/min风速计算：V720608=1.5m/s 风速符合规定。（6）2145下顺槽按照CH4涌出量计算Q掘=100q掘KCH4=1002.751.46=402 m3/min按照同时作业最多人数计算Q掘=4N=430=120m3/min按风机吸风量计算Q掘=Q扇Ii+15S300*2+158720m3/min风速计算：V720608=1.5m/s 风速符合规定。（7）2141上顺槽按照CH4涌出量计算Q掘=100q掘KCH4=1001.631.4=228 m3/min按照同时作业最多人数计算Q掘=4N=430=120m3/min按风机吸风量计算Q掘=Q扇Ii+15S3002+158720m3/

31、min风速计算：V720608=1.5m/s 风速符合规定。（8）2122下顺槽掘进回风按照CH4涌出量计算Q掘=100q掘KCH4=1002.161.58=341 m3/min按照同时作业最多人数计算Q掘=4N=430=120m3/min按风机吸风量计算Q掘=Q扇Ii+15S300*2+158720m3/min风速计算：V720608=720 m/s 风速符合规定。（9）2122上顺槽掘进回风按照CH4涌出量计算Q掘=100q掘KCH4=1001.831.5=275 m3/min按照同时作业最多人数计算Q掘=4N=430=120m3/min按风机吸风量计算Q掘=Q扇Ii+15S300*2+1

32、58720m3/min风速计算：V720608=1.5 m/s 风速符合规定。3、井下硐室及其他巷道需风量计算 通过计算(计算过程与方法略)，矿井硐室及其他巷道需风量1600m3/min 总风量计算步骤：Q总（Q采+Q掘+Q硐+Q备+Q其它）K （m3/min）Q采采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q硐硐室实际需要风量的总和，m3/min；Q备备用工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q其它矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和，m3/min；K矿井总需风系数。六矿为高瓦斯突出矿井，取1.2。Q应进（Q采+Q掘+Q硐+Q备

33、+Q其它）K （5814+4637+1600）*1.2 12051*1.2 14461 m3/min2.2现有通风方式及通风系统2.2.1现有风井数目、位置、服务范围及服务时间 矿井现有两条井筒入风，两条回风井，其中副井及主井为进风井，处于井田中央，小庄风井、东风井为出风井,分别位于井田两艺,其中小庄风井担负南艺地区的供风需求,包括209及211采区;东风井担负矿井艺及北艺的212、214及28采区的供风需求,服务年限为80年。2.2.2采掘工作面及硐室通风回采工作面采用后退式开采，全负压U型通风，工作面下巷进风，上巷回风。井下主要硐室采用全负压独立通风。2.2.3井下通风设施及构筑物布置矿井

34、设有专用回风井，采区设置了专有的回风道。井下所有进回风相交处设有双向双道风门，在需要调节风量处设调节风门，以保证各用风地点的合理风量，在需要反风处设有反风风门。在主要进风、回风巷，工作面进风巷和回风巷设置测风站，观测矿井总风量和回采工作面的进风量和回风量。倾斜巷道中不应设置风门，如非设不可时，应按设自动风门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。2.2.4安全逃生途径2.2.4.1矿井安全出口设置及保证措施矿井的主井、副井和小庄风井均可作为安全出口，其井筒及采区各上山内设人行道和扶手。斜井井筒每隔40m设一躲避硐室。当井下发生事故时，人员可借助上述人行台阶、扶手、人

35、行道方便、顺利到达地面。2.2.4.2避灾路线为了方便井下工作人员在灾害发生后能安全撤离，井下各巷道及巷道相交处应挂牌写明巷道名称、长度，指明各类灾害的撤离方向，并做到每年预演一至二次。避火灾线路发生火灾时工作人员应及时撤离采区，向新鲜风流方向撤离，通过进风井到达地面。采煤工作面下顺槽采区车场采区轨道采区进风巷二水平大巷二水平副井地面。掘进工作面采区车场采区轨道采区进风巷二水平大巷二水平副井地面。避水灾线路 在工作面工作的人员及在井底车场工作的人员应及时撤至回风平巷或回风井，通过安全出口出井。掘进工作面采区车场采区轨道采区进风巷二水平大巷二水平副井地面。发生瓦斯、煤尘爆炸时，应及时戴好自救器，

36、选择最近的躲避硐室进行躲避，等待救援或躲避开瓦斯、煤尘爆炸危害严重的巷道，进入有新鲜风流、较安全的巷道内，或选择巷道支护较好的地方就地卧倒，最好卧在有水的水沟里。发生有害气体中毒时，应及时向有新鲜风流的巷道撤离。发生冒顶事故时，现场工作人员应及时撤离至有顶区域，进入围岩较好，支护较好的巷道内。2.2.5通风设备及反风2.2.5.1采区前期风量选择本设计采区风量按生产采区风量计算方法进行前期风量计算。比较采煤、掘进、硐室所需风量之和与井下同时工作的最多人数所需风量。采区后期风量选择采区开采后期由于掘进工作面、回采工作面、硐室个数均不变，因此后期总风量选择与前期相同。2.2.5.2通风机选型及要求

37、要及时对通风机的运行状况进行监控，以保证设备安全运行。备用风机必须要在10min内开动。通风机的运转必须由专职司机负责。东风井选择AGF606-2.442-1.2型防爆抽出式轴流风机两台，一台工作一台备用，配套电动机功率1600KW，电压6200V,其额定风量为9000-16000m3/min，现排风量为10279 m3/min, 小庄风井选择AGF606-1.88-1.12型防爆抽出式轴流风机两台，一台工作一台备用，配套电动机功率710KW，电压6200V,其额定风量为4500-7500m3/min，现排风量为6225 m3/min。六矿最新引进的AGF型风机根据矿井现行采掘头面分布情况及未

38、来矿井设计要求南艺需风量较北艺少,通风巷道总长度及最大通风流程比北艺少,瓦斯总排放量比北艺少,通风阻力较北艺小等特点,把电机功率及排风量较大的两台安设在东风井,把相应排风量较小的两台AGF606-1.88-1.12型风机安设在小庄风井. 同时对在实际运用中对风机进行角度调整,使风机处在合理工况下运行,即保证了生产,又兼顾到了安全,经济又实惠.2.2.5.3反风方式及设施通风系统的反风装置采用机械反转反风 。反风设施必须能在10min内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，通风机的供给风量不应小于正常供风量的40%；每季度至少检查1次反风设施，每年应进行1次反风演习。2.2.6矿井风量、风压及

39、等积孔等积孔的计算：1.19Q 单风井等积孔计算R=1.19Q总 双风井等积孔计算R总=地面漏风量 100%主扇工作风量地面漏风率： E地=矿井有效风量率和外部漏风率的计算项目风量(米/秒)统计总进风量241.68矿井有效风量率为:87.42%工作面风量96.63掘进面风量109.82小庄风井排风量130.26小庄风井外部漏风率:1.86%东风井漏风率:1.46%小庄风井总回风量127.83东风井排风量172.25东风井总回风量171.08从上表可以看出,矿井有效风量满足要求,外部漏风率规定:装有通风机的井口必须封闭严密,外部漏风率在无提升设备时不能超过5%,有提升设备时不能超过15%.六矿的

40、矿井外部漏风率符合要求.矿井等积孔计算矿井通风难易程度分级表矿井通风难易程度矿井总风阻等积孔A容易小于0.355大于2中等0.355-1.421-2困难大于1.42小于11.南艺系统等积孔:A=1.19Q/1508.62-1.19*127.83/1508.62 =2.97 m2 矿井通风难易程度分为三级，见上表，南艺通风系统大于2，属容易通风状态。2.北艺系统等积孔:A=1.19Q/2236.96-1.19*171.08/2236.96=4.07 m2 矿井通风难易程度分为三级，见上表，南艺通风系统大于2，属容易通风状态。3.全矿等积孔:A=1.19=1.19(127.83+171.08)3/

41、2/(1508.62*127.83+2236.96*171.08)1/2 =6.81 m2全矿等积孔A=6.81 m2 ,说明矿井通风难易程度处于容易状态.结论:矿井等积孔大于2，通风容易。通风管理基本到位，主要巷道维护较好。井下通风构筑物的施工，管理符合质量标准化要求，要注意日常维护。南艺回风上山中部有瓶颈部位，应扩大断面，进一步改善系统。现场实际情况可以看出，进回风系统路线较长，今后要注意巷道的维护，及进清理杂物，保证通风畅通。2.2.7 阻力测定结果分析(实测数据略)（一）、南艺实测矿井通风总阻力:h阻=hAB (Pa) =1508.62(Pa)本矿井为抽出式通风矿井，根据矿井通风阻力与

42、通风机装置的压力关系，由风机房水柱计读数推算的矿井通风阻力h阻j为：h阻j=Hs-hvHN=2270-810.85+113.36=1572.51(Pa)实测阻力的相对误差：h=h阻j h阻 /h阻j*100%=1572.51-1508.26/1572.51=4.06%式中：Hs-风机房U型水柱计读数，Pa Hv-风硐中传感压管处断面上的速压，PaHN-自然风压，Pa矿井通风阻力测定精度小于5%，本次阻力测定满足精度要求，可以用来进行通风系统分析。（二）、北艺实测矿井通风总阻力:h阻=hAB (Pa) =2236.96(Pa)本矿井为抽出式通风矿井，根据矿井通风阻力与通风机装置的压力关系，由风机房水柱计读数推算的矿井通风阻力h阻j为：h阻j=Hs-hvHN=2475-351.68+213.01=2336.33(Pa)实测阻力的相对误差：h=h阻j h阻 /h阻j*100%=