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1、表2.2 中一井西翼通风阻力分布情况名称测点距离通风阻力（Pa）占总阻力的百分比（%）备注进风段118290111.98.8采区段18222254856.466.9回风段2216849311.524.3合计33931279.8100表2.3 中三井-550线通风阻力分布情况名称测点距离通风阻力（Pa）占总阻力的百分比（%）备注进风段26332664608.320.8采区段33421390293.410回风段424615412029.569.2合计2931.2100表2.4 中三井3400采区风阻力分布情况名称测点距离通风阻力（Pa）占总阻力的百分比（%）备注进风段2650429446.314.
2、9采区段50638271009.336.3回风段63462083136048.8合计72042415.6100据矿井通风系统阻力测定结果和存在问题，近2年来，我矿紧紧围绕优化改造通风网络系统，做了大量工作。从-350m水平向-550m水平新配了一条全长700m的回风暗斜井，该暗斜井布置3层煤中，设计净断面7.8m2，锚网喷支护；从3111轨中向-350东付巷新配了一条全长160m的并联风巷，该巷道净断面积8.0m2，锚网喷支护。对失修严重的3100回风下山的中下段700余米进行了翻碹扩修；对失修严重的3100辅助下山的中段400余米进行了锚网喷支护扩修；对失修的3300、3400、9900、9
3、800皮带下山及-350东付巷等主要回风巷3000余米进行了扩修维护，并优化了通风构筑物的设置，使中三井通风阻力由原2750Pa降低到2000Pa。20XX年来，由于主要采场向3200和3400采区集中，中三井的风量向3400和3200采区调配，因3400采区通风路线较长，最大长达12Km，致使通风阻力又有所增大，现已达到2250Pa，是中三井最大通风系统阻力。中三井下组煤7100采区正在开拓准备，通风路线较短，是中三井的最小通风系统阻力。中一井通风阻力偏大的主要原因是原井巷设计断面小，主要进回风巷的净断面积在5m2左右；其次是闲置巷道多，无益配风量多。中一井最大通风系统阻力是9900采区，原
4、因是通风路线长，最大长达7800m；最小通风系统阻力是9800采区，通风线路相对较短。2.1.4、 矿井风量矿井风量的计算方法按照肥矿集团通字20XX380号文肥城矿业集团矿井风量计算细则认真执行。矿井总进风量为7094m3/min需要风量为6600 m3/min。其中中一井总进风量为2294 m3/min，需要风量为2098 m3/min；中三井总进风量为4800 m3/min为，需要风量为4502 m3/min。矿井风量的进风比=矿井总进风量/矿井需要风量=7094/6600=1.07中一井风量的进风比=中一井总进风量/中一井需要风=2294/2098=1.09中三井风量的进风比=中三井总
5、进风量/中三井需要风=4800/4502=1.07矿井总风量的调节主要是采用的改变主扇工作风阻的调节法，但遇调节风量幅度较大时或矿井开采已到后期，需风量逐渐减少，电机功率偏大，出现大马拉小车现象时，也采用过改变扇风机的转数的调节法。改变主扇工作风阻的调节法我们都是采用的调整主扇风机的动轮叶片安装角度。其主要技术方案是根据矿井需要风量的大小，按照主扇风机的特性曲线图，找出该风量对应的风机叶片角度，按照这个确定的角度对扇风机的叶片角度进行调整，然后对矿井的总进、总排风量进行测定校验。该调整方法调节的风量比较准确，在电力消耗上也比较经济。我矿中一井开采已到后期，采场主要集中在中三井田，中一井需要风量
6、逐渐减少，原风机配用电机为380KW，出现了“大马拉小车”现象。为此，我们研究制定了调整方案，于1999年将中一井原380KW电机更换了200KW电机，消除了“大马拉小车”的现象，风机效率由66%提高到79%，年节约用电量42.3万度，效果非常显著。局部风量的调节方法主要是采用增加风阻调节法，但也采用过降低风阻调节法和增加风压调节法。增加风阻调节法都是采用的在采区内或采区之间构筑调节风量窗的方法，根据需风量的大小，适当调节风量窗的大小，通过测定风量来进行校验。该调节方法简单易行，便于操作，效果明显，缺点是增加了系统的通风阻力。在生产采区和边远采区工作面也采用过降低风阻调节法和增加风压调节法。我
7、矿3300和3500采区原生产比较集中，且因3300皮带下山失修严重，扩修套支铁棚后巷道断面减小，通风阻力大，巷道风速超限，为此我们采用了降低风阻调节法，从-350m水平向-550m水平新配了一条全长700m的回风暗斜井，巷道净断面积7.8m2，采区风量由原1915 m3/min提高到2493 m3/min，增加风量578 m3/min，矿井负压由2750 Pa降低到2450Pa，降低负压300Pa，效果非常显著。该调节方法优点是使全矿总风阻下降，总风量增加，缺点是工程量大，投资较多，施工时间较长。我矿3400采区地处边远，最大通风流程长达12Km，原采区最大进风量为1250 m3/min，通
8、风比较困难。根据采场接续安排，生产头面增加，需风量为17002000 m3/min，远远不能满足生产所需。经过技术方案比较，我们优选了可控循环风方案。该方案通过实施，使3400采区风量由原1250 m3/min提高到1737 m3/min，增加使用风量483 m3/min，采区内可以增加一个回采工作面，年生产能力可达30万吨原煤。增加一个掘进迎头，保证矿井生产正常接续。经过近三年的运行实践经验证明，在低瓦斯、煤层不易自燃、通风比较困难的边远采区，应用可控循环风技术是解决采区通风困难的行之有效的方法，效果是明显的。矿井总进风量为7094 m3/min，有效风量6501 m3/min，内部漏风量5
9、93 m3/min，矿井内部漏风率为8.4%，有效风量率为85.6%。其中，中一井总进风量为2294 m3/min，有效风量2102 m3/min，内部漏风量192 m3/min，内部漏风率为8.4%，有效风量率为86.5%；中三井总进风量4800 m3/min，有效风量4399 m3/min，内部漏风量401 m3/min，内部漏风率为8.4%，有效风量率为85.2%。2.1.5、 矿井通风设施全矿井共有通风设施601道（座）。其中永久风门78道，临时风门92道；永久密闭185道，临时密闭138道；永久调节风量窗27道，临时调节风量窗20道；永久挡风墙34道，临时挡风墙24道；风桥3座。由于
10、陶阳煤矿是一个开采近40年的老矿井，且一矿两井、三个水平、十多个采区，井田范围较大，通风网络较为复杂，通风设施的数量较多，管理难度较大。矿井开采前期由于通风技术管理水平有限，通风质量标准要求不严，部分通风设施的位置设置不尽合理。随着十多年来大搞通风质量标准化活动和持续开展通风系统优化改造工作，对部分不合理的通风设施逐步进行了整改，如原砌筑的个别密闭距全风压通风巷道超过6m等现象全部进行了整改，使通风设施的设置位置日趋合理。由于矿井开采范围较大，风门数量较多，且因中三井压力较大，部分通风设施被压变形严重，虽进行了大量的维修工作，但质量仍不是很高，对通风系统的稳定性有一定影响。我矿自动化风门比较单
11、一，现使用的是本矿自行研制的撞杆式风门。这种自动化风门撞杆（用1吨矿车车轮和轴改造的）强度较大，使用中不易损坏，但开启风门不够灵活。在宽度较小的巷道中不便安装使用。2.1.6、 掘进通风掘进面的通风方式全部采用的局扇压入式通风，通风距离一般在500m范围内，特殊情况最大通风距离可达到800m。掘进面的风量是按照肥矿集团通字20XX380号文肥城矿业集团矿井风量计算细则中“独立通风掘进工作面风量计算”方法进行计算的。根据所计算的需风量，来选定局部通风机型号，最后确定全风压供给掘进工作面的风量，以此为依据对各掘进工作面进行配风。现掘进面使用的局扇功率都在11KW以上，其型号有2BKJ 25.5、F
12、BD5 25.5、DSFA 25.5、YBT 11、和FBD5 27.5及JBT 11KW。使用的风筒是本矿阳光公司机械厂制造的400mm和500mm的阻燃、抗静电、软胶质风筒。各掘进面局扇全部实行了风电闭锁装备，并做到了采掘供电分开，运转正常。2.1.7、 矿井主要通风机及其辅助装置2.1.7.1、中一井主要通风机及其辅助装置中一井1965年投产时安装使用2台BY16NO.18型主扇风机；1983年和1985年分别将两台主扇风机更换为2K606NO.18型，配用电机380KW，1999年分别将两台380KW电机更换为200KW，一直使用至今。其维修情况为20XX年7月3日，更换1#风机风叶1
13、4片，20XX年1月25日，更换1#风机联轴节，20XX年3月22日，更换1#风机轴承；20XX年7月5日，更换2#风机轴承，20XX年5月24日，更换2#风机联轴节。中一井现总排风量2430m3/min，负压1800Pa，根据 H=RQ2 绘制主扇风机的特性曲线如图2.5。静压 Hj(Pa)2200200018001600140012001000800600400200020706050403010风量 Q(m3/s)图2.5 陶阳煤矿中一风井通风机特性曲线由主扇风机的特性曲线可以看出，主扇风机的工况点范围之内，运行比较稳定。主扇风机工作效率为43%，偏低的主要原因是2K606N018型轴流
14、式风机为老型号的轴流式风机，该型号风机的特点就是低风量、高风压，效率不是很高。主扇风机的最大风压为100250Pa，现主扇风机的风压为1800Pa，小于该风机最大风压的0.9倍，符合安全规定。2.1.7.2、中三井主要通风机及其辅助装置中三井1982年投产时安装使用2台70B221NO24型风机，20XX年6月更换为2台2K562NO24型。其维修情况为：20XX年6月30日，更换2#风机联轴节，20XX年10月16日，更换1#风机联轴节。中三井现总排风量5162m3/min，负压2100Pa，根据 H=RQ2 绘制主扇风机的特性曲线如图2.6由主扇风机的特性曲线可以看出，主扇风机的工况点处在
15、风压特性曲线“驼峰”的右侧，在合理工作范围之内，运行比较稳定。主扇风机的工作效率为71.3%，不低于0.6，在效率较高的工作范围内，运行比较经济。主扇风机的最大风压为3330Pa，现主扇风机的风压为3100Pa，小于该风机最大风压的0.9倍，符合安全规定。其额定最大提风量为8400m3/min。2.1.7.3、多风井联合运转的合理性分风，及反风等情况陶阳煤矿建有中一、中三两个风井，两风井相对独立，但又相互关联，即中一井与中三井共用中一主副立井和东翼井底车场共用风道进风，其共用风道的阻力占中一井通风系统总阻力的8.8%，占中三井通风系统总阻力的3.9%，对各井田的通风系统影响不大。矿井一直正常执
16、行每年10月份进行一次反风演习。中一、中三井都分别设有专用反风道，利用反风道进行反风演习。井上、下反风设施设置齐全，每季度组织进行一次检查。20XX年度反风前中一井回风量2300m3/min，反风时进风量2280m3/min，反风率为99.1%；中三井田回风量4722m3/min，反风时进风量4116m3/min，反风率96.4%，都符合煤矿安全规程规定的反风时主要通风机的供给风量不应小于正常供风量40%的要求。矿井外部漏风每年测定一次，并计算整理有技术资料。20XX年矿井外部漏风测定，中一风井1#风机外部漏风率为3.51%，2#风机外部漏风率为3.18%；中三风井1#风机外部漏风率为3.34
17、%，2#风机外部漏风率为3.10%。对外部漏风的处理，采用的是反风门四周加设胶皮软垫，风峒及与风机联接处的漏风采用的是用水泥沙灰抹面。静压 Hj(Pa)275025002250200017501500125010007505002500140120601008040风量 Q(m3/s)图2.6 陶阳煤矿北风井2号通风机特性曲线2.2、 矿井通风系统存在的隐患及分析中一、中三两个井田都是采用的中央边界式，抽出式通风，对于陶阳矿为低瓦斯矿井来说是比较适合的，减少了矿井外部漏风，同时矿井一旦遇到大的灾害，主扇风机停止运转时，在短时间内，不会造成大量瓦斯的外涌。矿井通风网络和阻力方面，中一井虽然主要进
18、回风巷设计断面较小，通风阻力偏高，但中一井开采已到后期，现仅剩受水威胁的部分九、十层煤和煤柱，且生产头面较小，用风量也逐渐减少。存在的主要隐患是闲置的巷道多，无益风量多，采空区范围广，密闭多，采空区自然发火的几率大。中三井通风网络较为复杂，通风巷道多，采区内角联风路多，进回风巷之间的联络巷多，通风线路长，因中三井压力较大，巷道失修严重，随着矿井开采向深部下组煤转移，通风阻力将越来越大。根据中三井二水平延深设计计算，在开采-350水平下组煤时，负压就达到2420Pa，在开采-550水平下组煤七、八采区时，负压达4255Pa，井巷通风能力不足。由于中三井深部压力较大，且3300和3400采区皮带回
19、风下山布置在三层煤中，巷道被压变形严重，原为砌碹和锚喷巷道，碹体和喷体已全部被压坏，现都已基本更换为铁棚支护，通风断面大幅度缩小，处在两侧的密闭被压变形漏风，给通风和防灭火埋下了隐患。3400采区地处边远，采区通风能力不足，实行了可控循环风系统。虽然瓦斯含量较低，运行比较稳定，一旦采区内部发生火灾，将严重威及可控循环风系统，若采取措施不利，将导致事故扩大。矿井通风设施方面，由于井田范围大，生产头面多，通风设施数量较多，设置在运输、行人巷道中的部分风门开启频繁，影响通风系统的稳定性。特别是中三井由于压力较大，通风设施被压坏现象比较严重，内部漏风多，采空区长期连续供养，有导致采空区自燃发火的可能。
20、掘进通风方面存在的主要隐患是生产动态过程中易出现停电停风现象。主要原因是供电线路和机电设备事故多发，供电线路都是单路，单台局扇。中三井七层煤瓦斯赋存量较高，掘进施工过程中容易出现瓦斯涌出异常现象，是瓦斯管理的重点。中一井主扇风机1#机是1983年换新的，2#机是1985年换新的，都分别超过和达到20年的服务年限。由于该两风机的使用年限已较长，主机上外壳已出现多处锈蚀孔，现虽已采取了封堵措施，也仅是暂时的，继续长期使用，漏风隐患较大。两风机的联轴节、轴承及反风门都是近几年内新更换的，其它辅助装置较为完好，使用正常。中三井2台主扇风机和电机都是20XX年新更换的，其联轴节也都在20XX年进行了更换
21、，其它辅助装置也较为完好，使用正常。2.3、 矿井通风系统隐患的治理与预防方案根据以上对矿井通风系统情况的分析，为进一步优化矿井通风系统，降低矿井通风阻力和电耗，使矿井通风系统更趋稳定、经济，实现矿井通风系统的高效、低耗，制定如下治理措施和预防方案。2.3.1、 优化矿井通风系统2.3.1.1、 延伸第二部钢缆皮带斜井，扩修3300辅助下山。我矿第二部钢缆皮带斜井原已掘至-550m水平，现已对全长1020m井巷进行扩修，正在施工-550m煤仓。将第二部钢缆皮带延深至-550m水平后，把3300辅助下山的主运煤系统改为第二部钢缆皮带斜井，然后对3300辅助下山彻底进行锚网喷扩修。断面形状为半圆拱
22、形，净宽2.8m，净高2.8m，净断面积7.0m2，扩修总长度687m。2.3.1.2 、扩修失修严重的-350东副巷上仓25m；扩修3400皮带下山400m，确保有效通风断面不低于5m2，降低3400采区回风系统的通风阻力。2.3.1.3 、及时安排扩修采区内压力大、巷道变形较快的3400人行下山、3312轨道下山等采区进风巷和回采工作面进回风巷，确保有足够的有效通风断面，减小采区内部通风阻力。2.3.1.4、 尽快收缩中一井的老采区煤柱，减少无益配风量。9900和10400采区的可采储量已基本回采完毕，现基本仅剩余上、下山煤柱，要尽快回采出该两采区的上、下山煤柱，进行永久式密闭，压缩闲置巷
23、道，减少无益配风量。根据中一井的生产实际，核算需配风量，在满足需供风量的前提下，降低中一井的总风量，以进一步降低矿井通风阻力。2.3.1.5、 合理优化采场布置，根据风量分配情况，合理安排采区内工作面个数，特别是通风线路最长的3400采区，要避免过分集中生产，根据进风量情况，在循环风率不超过35%的条件下，尽量加大可控循环风的风量，以减低中三井通风阻力。2.3.2、 优化通风设施。合理地安设通风构筑物，并使其常处于完好状态，减少漏风，提高有效风量是通风管理工作的基本任务。2.3.2.1、 通风设施的构筑要严格按通风质量标准施工，提高施工质量，夯实基础工作，增强矿井的抗灾能力。2.3.2.2、
24、严格认真坚持通风构筑物的设置原则：保证各用风地点按需分风；有利于降低矿井通风阻力；有利于井巷风流稳定；通风构筑物的总量要尽可能的少，各进回风巷之间尽量少掘联络巷，尽量少设置风门，不是至关重要的运输、行人巷道中的风门尽量改砌为挡风墙；构筑质量可靠灵敏。2.3.3、 优化设置调节风窗降低矿井通风阻力矿井主要回风巷中要避免设调节风窗，采区回风巷中也要尽量不设调节风窗，调节风窗尽量设在采区内的顺槽中，窗口面积要大小适当。要通过灵活设置调节风窗的位置，建立局部均压系统，可以对瓦斯、煤尘自燃等危险源进行有效控制。2.3.4、 强化矿井通风系统科学管理，使之常处稳定可靠状态。2.3.4.1 、坚持狠抓矿井通
25、风系统的优化调整工作，每年编制矿井通风系统优化调整方案，使之成为制度化。2.3.4.2、 强化矿井主要通风机的管理制度，定期检查和维修，使之常处完好状态。2.3.4.3、 坚持矿井测风制度，做好风量分配工作。2.3.4.4、 定期检查通风设施完好情况，及时维修和调整。主要进回风巷之间的风门使用闭锁装置，通车风门实现自动化，严禁两道风门同时被打开。2.3.4.5、 加强对3400采区可控循环风系统的管理，认真执行好安全监测、风流净化、专人管理等项安全技术措施。2.3.4.6、 加强对巷道贯通的管理，及时调整局部通风系统。2.3.4.7、 每季一次对矿井井上、下反风设施进行一次全面检查，及时解决存
26、在的问题，每年组织一次矿井反风演习，提高矿井抗灾能力。3.矿井瓦斯隐患的治理与预防方法3.1矿井瓦斯的基本情况3.1.1煤田瓦斯地质情况矿井历年瓦斯等级鉴定均为低瓦斯矿井。其10年矿井瓦斯等级鉴定结果如表3.1所示。10年矿井瓦斯等级鉴定结果年度瓦斯等级二氧化碳等级瓦斯绝对涌出量 m3/min瓦斯相对涌出量m3/t二氧化碳绝对涌出量m3/min二氧化碳相对涌出量M3/min1994低高2.672.673.9311.041995低高0.942.805.4314.251996低低1.774.772.947.931997低高5.924.456.0412.221998低低1.062.264.649.8
27、81999低低0.962.043.667.402000低高1.456.243.1413.512001低高3.481.563.3511.2720XX低低2.511.3515.68.3920XX低高3.381.5312.285.26表3.1 10年矿井瓦斯等级鉴定结果图3.1 10年矿井瓦斯涌出情况我矿开采煤层有三、七、八、九、十层煤。中一井七、八层煤已全部回采完，现仅剩受水威胁的九、十层煤；中三井现主采煤层为三层煤，下组煤七、八层煤已揭露，正在开拓准备。根据历年矿井瓦斯等级鉴定和开采近40年来的生产实践情况，在正常通风情况下，所有生产的采掘工作面中，瓦斯含量极低，几乎检测不到有瓦斯，生产工作面中
28、，从未出现过瓦斯超限和积聚现象。中一井原开采七层煤时，瓦斯含量相对其它煤层略高。中三井在开拓准备七层煤时，遇地质构造复杂地段，掘进迎头炮眼内曾发现过瓦斯涌出不均衡现象，但在迎头正常供风的条件下，也未出现过瓦斯超限现象。根据历年矿井瓦斯等级鉴定结果，分析得出矿井内瓦斯涌出规律是：生产区和准备区瓦斯涌出量较低，准备区的瓦斯涌出略高于生产区，矿井瓦斯主要来源于采空区，七层煤在掘进中遇地质构造复杂地段，瓦斯涌出量略高，所以七层煤掘进和采空区是矿井瓦斯管理的重点。其矿井瓦斯涌出情况和规律见表3.2表3.2 矿井瓦斯涌出情况和规律矿井瓦斯涌出规律表年份矿井绝对瓦斯涌出量m3/min绝对二氧化碳涌出量m3/
29、min生产区准备区已采区三区比例生产区准备区已采区三区比例19940.1170.280.881014761.470.5381.8537.516.346.219950.23301.0717.9082.12.852.1210.8218.013.468.61996003.17001005.060.155.7746.11.452.51997002.68001008.770.645.9348.15.146.819980.2101.85100903.580.517.9429.84.26619990.330.341.8313.213.673.23.282.259.6224.917.158.020000.72
30、01.0141.7058.35.651.127.3140.18.051.920010.170.133.364.63.691.82.851.717.8719.711.968.420XX0.0530.32.162.1111.9285.974.032.7510.9811.9917.6470.3720XX00.3553.02010.5489.464.873.463.9239.728.232.1图3.2矿井瓦斯涌出情况和规律矿井从开采以来，没有出现过高瓦斯区和瓦斯异常涌出区。由于中三井深部地质构造极其复杂，在地质构造复杂区域（七层煤）掘进时，炮眼内曾出现有较高的瓦斯涌出。3.1.2、近10年来矿井瓦斯事
31、故、监测与管理方面的突出经验与教训3.1.2.1、由于我矿属低瓦斯矿井，各地点风量充足，严格瓦斯管理，措施有力，近10年来未发生过瓦斯事故。3.1.2.2、领导重视，制度严格。制定有较为完善的矿井瓦斯检查制度，并严格落实和考核。及时认真排查现场隐患，采取有效措施处理。及时健全完善通风系统，保证各地点供风量充足。及时封闭采空区和盲巷，并认真执行检查和维修制度。3.1.3、近3年来各主要工作地点的瓦斯事故隐患及重要排查措施 近3年来各主要工作地点的瓦斯事故隐患，一是采空区封闭时间拖后、密闭压坏或封闭不严，容易造成瓦斯外涌；二是三层煤下分层掘进工作面局扇停风后有时出现瓦斯浓度增高；三是七层煤掘进遇地
32、质构造复杂地段，瓦斯涌出不均衡，炮眼内瓦斯浓度偏高。3.1.3.1、及时封闭采空区，未封闭前坚持利用局扇正常供风，并设点检查瓦斯。3.1.3.2、严格认真执行对密闭的旬检查制度，发现密闭被压坏或漏风，及时安排维修处理。3.1.3.3、严格瓦斯检查制度，认真检查瓦斯，对三层煤下分层掘进工作面和七层煤掘进工作面认真检查瓦斯，并每班两次检查七层煤掘进工作面迎头炮眼内的瓦斯浓度。做到早发现，早采取措施。3.1.3.4、三层煤下分层掘进工作面和七层煤掘进工作面逐步实行“双风车、双电源、自动切换分风”供风。3.1.4、矿井安全监测系统的设备型号、传感器的型号、数量（使用、备用）、使用效果等根据煤矿安全规程
33、及山东省煤矿“一通三防”工作实施细则的要求，为加强对瓦斯等有害气体的监测监控，我矿20XX年利用国补资金新安装了KJ95型矿井安全监测系统。共布置16个分站，148个开关量及模拟量。主要监测各作业地点瓦斯，主要工作面、主要回风巷、可控循环风的CO和风速，局部扇风机、主要上下山皮带、主扇风机、主要绞车、及采煤机的开停等。其传感器型号和数量分别是：瓦斯传感器KJG16型、41个，风速传感器KGF3型、3个，负压传感器KG307A型、4个，一氧化碳传感器KG9201型、2个，设备开停传感器KGT15型、98个。KJ95型矿井安全监测系统安装使用后，运行较为稳定正常，效果较好。3.1.5 矿井瓦斯仪器
34、仪表的配备(型号、数量) 、人员的配备、自救器型号及使用情况： 矿井瓦斯仪器仪表的配备(型号、数量)如表3.3。表33 瓦斯仪器仪表的配备型号及数量名 称型 号数量（台）备 注甲烷报警仪JCB250甲烷报警仪JCB360甲烷报警仪JCB59A30甲烷氧气两用仪CAN115光学瓦斯鉴定器AQJ132CO测定仪PGM356CO测定仪AEM4502CO测定仪AQY5010 配有仪器仪表专职维修发放人员8人，专门负责仪器仪表的维修和发放。自救器的型号为FZL-60型，在籍1200台，使用1100台。配有专职自救器管理人员12人，做到集中管理，统一发放。3.2、 矿井瓦斯隐患及分析我矿开采煤层有三、七、
35、八、九、十层煤。中一井七、八层煤已全部回采完，现仅剩受水威胁的九、十层煤；中三井现主采煤层为三层煤，下组煤七、八层煤已揭露，正在开拓准备。根据历年矿井瓦斯等级鉴定和开采近40年来的生产实践情况，在正常通风情况下，所有生产的采掘工作面中，瓦斯含量极低，几乎检测不到有瓦斯，生产工作面中，从未出现过瓦斯超限和积聚现象。中一井原开采七层煤时，瓦斯含量相对其它煤层略高。中三井在开拓准备七层煤时，遇地质构造复杂地段，掘进迎头炮眼内曾发现过瓦斯涌出不均衡现象，但在迎头正常供风的条件下，也未出现过瓦斯超限现象。根据历年矿井瓦斯等级鉴定结果，分析得出矿井内瓦斯涌出规律是：生产区和准备区瓦斯涌出量较低，准备区的瓦
36、斯涌出略高于生产区，矿井瓦斯主要来源于采空区，七层煤在掘进中遇地质构造复杂地段，瓦斯涌出量略高，所以七层煤掘进、巷道贯通老巷和采空区是矿井瓦斯管理的重点。随着我矿向深部开采，通风难度越来越大，加上地质构造越来越复杂，出现瓦斯涌出异常的可能性越来越大。为此在瓦斯管理方面的难度也越来越大。希望解决的问题是提高矿井瓦斯监测和局部通风的技术装备，进一步健全完善安全监测系统，所有掘进工作面实行“双风车、双电源、自动切换分风”供风。3.3、矿井瓦斯隐患的治理与预防方案3.3.1、正确确定矿井风量，并合理分配，使井下每个用风地点都有足够的新鲜风流。3.3.2、保持合理的通风系统，风门、密闭、风桥等通风设施必
37、须符合质量标准要求，及时维修，防止漏风和控制瓦斯涌出。3.3.3、采用先进合理的采掘方法，使每个工作面都有方便可靠的通风条件，保证风量满足需求。3.3.4、掘进巷道应采用矿井全风压通风向局扇供风，不得采用扩散通风。3.3.5提高矿井瓦斯监测和局部通风的技术装备，进一步健全完善安全监测系统，所有掘进工作面实行“双风车、双电源、自动切换分风”供风。3.3.6、井下所有瓦斯检查点，每班至少巡回检查两次，对有异常变化的个别采掘工作面及其它地点，必须设专人在该地点重点检查，认真执行好各项瓦斯检查制度。3.3.7、利用局扇供风的残采工作面和带采上帮煤处，供风局扇不得低于11KW，并实现双风车、双电源、自动
38、分风切换，严禁无计划停风。4、 井煤尘隐患的治理与预防方案4.1、矿井煤尘的基本情况4.1.1、煤层煤尘的爆炸特性，采取的防爆隔爆技术与措施根据各煤层煤尘爆炸性能鉴定结果，我矿各煤层的煤尘爆炸指数在37.5543.16%之间，均具有爆炸性。其各煤层的爆炸指数分别是三层煤为37.55%、七层煤为39.30%、八层煤为43.16%、九层煤为41.66%、十层煤为41.80%。采取的防爆隔爆技术与措施是设置隔爆水棚和及时清理浮煤和喷雾洒水清尘。在矿井的两翼，相邻的采区，相邻的采煤工作面之间，煤层掘进巷道与其相连的巷道间，煤仓与其相连的巷道间均按规定设有隔爆水棚。对所有进回风巷道及时进行洒水清尘。4.
39、1.2、矿井粉尘检测与除尘的技术措施，方法和效果测尘人员每旬对井上下作业场所按规定进行粉尘测定。除尘的技术措施，主要有回采工作面煤层注水采掘工作面放炮前后及时洒水湿式钻眼及使用水炮泥锚喷掘进工作面使用水射流除尘风机井下各转载点喷雾降尘采煤机组喷雾降尘掘进工作面采用放炮喷雾和扒装喷雾工作面设净化水幕对所有进回风巷道及时进行洒水清尘（10）接尘人员配带防尘口罩。通过实施以上综合防尘措施，粉尘浓度大幅度降低，各采掘工作面的粉尘浓度基本不超标。降尘效果显著。4.1.3、矿井测尘仪的数量型号和使用情况使用的测尘仪有AKFC-92A型 5台，GH100直读型3台。GH100直读型测定的数据比AKFC-92
40、A型测定数据略有偏高。4.1.4、矿井防尘系统、煤层注水、综采支架降尘情况矿井有较为完善的防尘系统。供水水源，中一井由地面电厂凉水塔的中水供入井下；中三井防尘供水水源来自井下水源孔，共有两个，中三石门和-350m水平小槽石门各一个，终孔位置在五灰承压水内，每个孔的水量为150m3/h。供水水源水质清洁，符合规定，水量水压满足生产需求。矿井设有完善的供水管路系统，供水基本形成网络化。水平大巷及采区上下山为4寸或3寸供水管路，采区顺槽内基本全为1.5寸。坚持对各煤层采前注水，注水时间每天8小时，单孔注水时间46天，即3248小时，注水压力2-4Mpa。4.1.5、近10年来是否发生过煤尘爆炸事故，
41、由那些经验教训。我矿自建矿以来从未发生过煤尘爆炸事故。主要做法是健全完善制度，严格执行综合防尘各项措施。认真执行了：回采工作面煤层注水采掘工作面放炮前后及时洒水湿式钻眼及使用水炮泥锚喷掘进工作面使用水射流除尘风机井下各转载点喷雾降尘采煤机组喷雾降尘掘进工作面采用放炮喷雾和扒装喷雾工作面设净化水幕对所有进回风巷道及时进行洒水清尘接尘人员配带防尘口罩。4.1.6、近3年来矿井煤尘爆炸事故隐患及其重要排查措施近3年来，我矿努力做好煤尘爆炸事故隐患的排查工作，从源头抓起，采用控制源头的方法使煤尘爆炸事故隐患消灭在萌芽状态。煤尘爆炸事故隐患主要是采煤工作面机组割煤时、采掘工作面放炮时煤尘浓度较高，各运输
42、皮带机巷中易产生煤沉积聚。主要排查措施，严格按规定及时进行粉尘浓度检测；矿每周一次、区队每天一次隐患排查；矿每旬一次大检查、每周一次通防专业检查，把综合防尘列入重点检查内容。采取的主要措施为；对采煤工作面采前进行煤体注水，机组安装使用内外喷雾装置，及时进行洒水清尘，上下两巷分别安设一道水幕净化水流，上下两巷各安设一组隔爆水棚；对炮采工作面实行每隔20米安设一组爆破喷雾装置，爆破时喷雾降尘；掘进工作面安装使用远程爆破喷雾和扒装喷雾，并采用湿式钻眼，使用水炮泥，爆破前后洒水清尘，并在迎头50米范围内安设一道水幕，净化风流；各转载点安设喷雾，及时清除巷道中的浮煤和洒水清尘。4.2、矿井煤尘隐患及分析
43、矿井中易发生煤尘爆炸的地点，在煤矿生产中以采掘工序产生的矿尘量为最多，约占全部矿尘的80%，而其中又几乎80%的矿尘进入风流中成为悬浮于空气中的浮尘，其次在运输系统的各转载点，煤岩遭到进一步破坏，也产生相当数量的尘，沉积煤尘是引起爆炸的最大隐患。煤尘爆炸事故隐患主要是采煤工作面机组割煤时、采掘工作面放炮时煤尘浓度较高，各运输皮带机巷中易产生煤沉积聚。能引爆煤尘的高温热源有爆破火焰、电气火花、架线电弧、上下山矿车撞击和摩擦产生的火花、井下火灾或明火、沼气燃烧或爆炸及偶然的火药爆炸等。煤尘防治的重点区域是产生大量粉尘的采掘工作面、各转载点及运输皮带机巷。煤尘管理工作中存在的困难是部分职工对防尘工作
44、重视不够，综合防尘设施使用不正常，防尘设施自动化程度低。希望解决的问题是，政府给予加大投入，提高防尘装备和防尘设施的自动化程度。4.3、矿井煤尘隐患的治理与预防方案4.3.1、防止煤尘爆炸。减少生产中煤尘产生量和浮尘量。实施煤体注水；放炮使用水炮泥；湿式钻眼；各主要进回风大巷，采煤工作面进回风巷及运煤机巷的各转载点设喷雾洒水装置；各采掘工作面设水幕净化水流；放炮前后洒水清尘；锚喷掘进工作面潮料喷浆、使用水射流除尘风机；各进回风巷道及时洒水清尘等综合防尘措施。4.3.2、防止煤尘引燃。井下全部使用有“MA”标志的防爆电气设备，杜绝失爆；采用煤矿许用炸药，严禁明电放炮和放糊炮；及时洒水清尘，防止煤
45、尘积聚。4.3.3、限制煤尘爆炸范围扩大。定期冲刷巷道煤尘；防止煤尘积聚；在矿井的两翼，相邻的采区，相邻的采煤工作面之间，煤层掘进巷道与其相连的巷道间，煤仓与其相连的巷道间均按规定安装使用隔爆水棚。5、矿井火灾害隐患的治理与预防方法5.1、矿井外因火灾的治理与预防方法5.1.1、矿井外因火灾隐患及分析矿井井下的易燃物主要有坑木、竹笆等竹木材料；变压器油、液压油、润滑油等液体燃料；棉纱、布头、纸等擦拭材料；沼气、氢气等可燃性气体；煤和煤尘。易发生外因火灾的场所主要有地面井口房、井筒、井底车场、机电峒室及采煤工作面等井下风流比较畅通的地点。引起外因火灾的热源主要有明火；不安全的放炮方法，如用明电放炮、放糊炮、炮泥装填不够或使用劣质炸药；机械摩擦和撞击；电气设备失爆，电流短路或
