矿井封闭安全技术措施

矿井封闭安全技术措施（精选7篇）

矿井封闭安全技术措施 篇1

一、采掘工程安全技术措施：

回采和顶板控制措施：

1、采煤工作面回采前必须编制作业规程、情况变化时及时修改作业规程或补充安全措施。

2、采煤工作面必须保持两个畅通的安全出口。

3、采煤工作面不得使用不同类型和不同性能的支柱，如果使用必须制定安全措施。

4、严禁空顶作业，由于工作面倾斜必须有倒架措施。

5、采煤工作面过断层时必须有安全措施。

6、采煤工作面初次放顶和收尾时必须制定安全措施。

7、采煤机上必须装有停溜闭锁装置；工作面倾角15°以上时必须有可靠的防滑装置；采煤机必须安装内外喷雾装置；在煤墙一侧必须护帮护顶，切断电源，并闭锁大溜。

8、在独头巷道维修支架时，必须由外向里逐架推进。

9、报废的巷道必须封闭。

10、采掘工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷等预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室发出警报，撤出所受水威胁地点的人员。

11、水文地质条件复杂时，进行如下水动态观测，水害预测分析，并制定相应的“探、放、堵、截、排”等综合防治措施。

二、“一通三防”措施：

1、主要通风机安装必须保证连续运转，须安装两套同等能力的主要通风机。

2、因检修、停电或其它原因停止通风机运转时，必须制定停风措施。

3、恢复通风前，必须检查瓦斯，只有通风机及其开关附近10米以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%，方可人工开启局部通风机。

4、矿井必须有独立的通风系统，井下一切通风设施如风门、风窗、密闭墙、栅栏等必须有专人维修管理，使其保持完好状态，随工作面推进的进度及时进行通风系统调整和风量调节。

5、主扇必须安装在地面外部漏风率不得超过15%，出风口应安装防爆门。

6、矿井主要通风机有反风设施，并能在10分钟内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，主要通风机供风量不应小于正常供风量的40%，每季度至少检查一次反风设施，每年进行一 次反风试验，矿井通风系统有较大变化时应进行反风演习。

7、矿井开拓或准备采区时，在设计中必须根据该处全风压供风量和瓦斯涌出量编制通风设计。

8、局部通风机指定专人管理，保证正常运转。

9、压入式局扇开关必须安装在进风巷道中，距巷道回风口不得小于10米，全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入量。

10、必须采用抗静电、阻燃风筒。

11、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁。

12、掘进工作面不得停风，因检修、停电等原因停风时必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10米内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。

13、井下爆炸材料库必须有独立的通风系统，回风流必须直接引到矿井的总回风巷或主要回风巷中。

14、每年必须对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作。

15、矿井回风巷或一翼回风巷CH4或CO2浓度超过0.75%时，必须立即查明原因经常处理。

16、采掘工作面 回风流中CH4浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。

17、采掘工作面及其它作业地点风流中CH4浓度达到1%时必须停止用煤电钻打眼、爆破弟弟附近20米以内风流中CH4浓度达1%时严禁爆破。

18、采掘工作面及其他作业地点风流中，电动机或其开关安设地点附近20米以内风流中的CH4浓度达到1.5%必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。

采掘工作面及其巷道内，体积大于0.5m的空间内积聚的CH

43浓度达2%时附近20米内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

对因CH4超限被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时方可通电开动。

19、采掘工作面风流中CO2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。

20、临时停工的地点，不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏，提示警标，禁止人员入内，并向调度室汇报，停工区内CH4或CO2浓度达到3%或其它有害气体浓度超过规程第一百条的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CH4。

严禁在停风或CH4超限的区域内作业。

21、停风区中CH4浓度超过1.0%或CO2浓度超过1.5%，最高CH4浓度和CO2浓度不超过3%时，必须采取安全措施控制风流排放瓦斯。在排放CH4过程中，排出的CH4与全风压风流混合处的CH4和CO2浓度都不得超过1.5%且采区回风系统内必须停电撤人，只有恢复通风的巷道风流中CH4浓度不超过1.0%和CO2浓度不超过1.5%时，方可人工恢复局部通风机供风，巷道内电气设备的供电和采区回风系统内的供电。

22、CH4检查人员必须执行CH4巡回检查制度和请示汇报制度。

23、通风CH4日报表必须送矿总经理、总工、生产副总、调度室和通风安全部负责人审阅，对重大的通风CH4问题应制定措施，进行处理。

24、矿井必须建立完善的防尘供水系统。

25、采煤工作面回风巷应安设风流水幕，井下煤仓放煤口、输送机转载点和卸载点等都必须安设喷雾装置。

26、必须及时清除巷道中的浮煤，清扫或冲洗沉积煤尘，定期对主要大巷进行冲洗。

27、矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统。

28、井口房和通风机房附近20米内不得用烟火或电炉取暖。

29、井下从事电焊或气隔作业的地点风流中，CH4浓度不得超过0.5%，必须备有专业灭火器2台和专用水管，作业完毕后，作业点应再次洒水，并应有专人在工作地点检查1h，发现异状立即处理。

30、井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内由专人押送至使用地点，剩余的部分必须运回地面，严禁在井下存放。

31、在抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、CO、煤尘，其他有害气体的风向、风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。

32、井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并遵守本职工作区域内灭火器材的存放地点。

33、制定防火措施，矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统，井下消防管路系统应每隔100米设置支管和阀门，地面消防水池必须经常保持不小于200立方米水量。

三、爆破材料管理和井下爆破措施：

1、井上、下接触爆炸材料的人员，必须穿棉布或抗静电衣服。

2、电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其它人员运送。

3、在交接班、人员上下井的时间内严禁携带爆破材料人员沿井筒上下。

4、爆破作业必须执行“一炮三检制”和“三人联锁”放炮制。

5、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆破材料箱内并加锁。

四、机电、运输安全技术措施：

1、矿井应有双回路电源线路。

2、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。

3、矿井必须备有井上、下配电系统图；井下电气设备布置系统图和电力、电话、信号、电机车等线路平面敷设示意图，并随着情况变化定期填绘。

4、防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能。检查合格并签发合格证后，方准入井。

5、电压在36V以上和由于绝缘损坏，可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、构架、铠装电缆的钢带（或钢丝）钻或屏蔽护套必须有保护接地。

6、连接主接地极的接地母线，应采用截面不小于50mm2的铜线，或截面不小于100mm2的镀锌铁线或厚度不小于4mm截面不小于100的扁钢。

7、巷道坡度大于10%时严禁人力推车，严禁放飞车。

8、付斜井提升时，应设有防跑车装置。

9、主要排水设备有水泵、水管、配电设备、水泵须有工作、备用、检修的水泵，水管须有工作和备用两套，其总能力应能配合工作和备用水泵在20h内排水矿井24h的最大涌水量，配电设备应同水泵适应并能够同时开动工作和备用工作。

矿井封闭安全技术措施 篇2

1.1确定放顶步距和控顶距

第一, 最小控顶距。在工作面支架布置中, 支柱平行工作面的称为排, 排与排之间的距离称为排距, 排距一般等于开帮进度, 开帮进度较大或顶板压力较大时, 排距有时也等于开帮进度的1/2。垂直于工作面的排列称为行, 行与行之间的距离称为行距, 也称为柱距。采煤工作面在放顶以后和下次采煤以前的宽度称为最小控顶距, 其大小应根据顶板岩石的力学性质和采煤工作的要求而定。当采用悬臂支护时, 可弯曲刮板输送机多为靠煤帮铺设, 此时的控顶距一般包括3 部分, 即刮板输送机道、人行道和材料道。刮板输送机道的宽度一般为1.0~1.2m, 人行道和材料道的宽度各等于支柱的排距。开帮进度多采用浅进度, 一般为1.0~1.2m, 支柱的排距一般等于开帮进度。当采用悬臂支护, 顶板不好时, 也可以把材料道与人行道合并, 即最小控顶距为刮板输送机道和人行道两部分的宽度。

第二, 放顶步距。放顶步距即每次放顶的宽度, 应根据顶板岩石性质而定, 完整坚硬的顶板, 放顶步距应大些, 若过小, 将会在采空区出现悬顶, 增大工作面的压力, 甚至会发生推倒支架的冒顶事故。松软破碎的顶板, 放顶步距应小些, 若过大, 也会增加工作面的压力, 弄不好会发生冒顶事故。合理地确定放顶步距, 对于管好工作面顶板具有重要意义。放顶步距应等于开帮进度的倍数。当采用浅进度时, 通常为1~2 倍的开帮进度。当采用中等进度或深进度时, 通常等于开帮进度。第三, 最大控顶距。最大控顶距是工作面临放顶前的宽度, 它等于最小控顶距与放顶步距之和。在确定最大、最小控顶距时, 应注意其宽度都是从煤壁到最后一排支柱后部梁头的距离。

1.2 支柱规格的选择

单体液压支柱分为内注式和外注式两种。两种支柱的原理、性能基本相同, 但又各有特点。

外注式 (DZ型) 单体液压支柱的特点是:工作介质乳化液由远距离的液压泵站, 通过橡胶管路, 经专用的注液枪注入缸体, 升柱靠乳化液泵站的压力供给, 降柱利用柱体的自重和复位弹簧进行。回柱时, 柱内乳化液需排出体外, 每支回一次柱需排出一次乳化液。

外注式单体液压支柱的优点是:结构比较简单, 零部件少, 易于维修。初撑力靠泵站压力获得, 可靠性高, 升柱快, 比内注式一般要高3~5 倍, 能提高支柱的支设效率。由泵站供液, 初撑力大而且稳定, 重量较轻, 减轻了工人的劳动强度。

外柱式单体液压支柱的缺点是:工作液来自外部, 要配备全套的乳化液泵站, 并且从泵站到工作面一端要装设离压胶管干线, 从管路干线到支柱的注液口要接通连接注液枪的高压胶管支线, 形成了一套管路系统。该支柱回收时, 每个支柱回撤一次必须从柱内排放1~2 kg的乳化液, 并且不能回收复用, 因而增加成本, 排出的乳化液流失在工作面底板上, 还会使底板岩石 (特别是泥质页岩) 膨胀变软, 支柱底座易插入, 不能很好地发挥支护效果。

内注式 (NDZ) 单体液压支柱的特点:工作介质为液压油, 由柱内的手摇泵进行升柱, 初撑力大小由人力操作手柄决定, 降柱时利用支柱上的卸载阀来完成。柱体内腔的液压油是用路循环系统, 不需外部供液。

内注式单体液压支柱的优点是:由于不需外部供液, 节省了泵站和管路系统, 支柱本身可独立使用。由于回柱时不向柱外排出油液, 既节省了油液, 又不会浸湿底板, 劳动条件也有改善。

内注式单体液压支柱的缺点是:支柱结构比较复杂, 内腔中的零部件多, 加工量和加工难度较大, 维修与检修工作量大;靠手摇泵升柱, 初撑力大小差异很大, 升柱速度慢, 自重也较大, 劳动强度较大。

根据上述两种类型支柱各自的特点和优缺点, 使用时应结合具体条件, 经过综合分析选用。从工作面使用来看, 外注式单体液压支柱的优点还是主要的, 因此, 在一般情况下, 应选用外注式单体液压支柱;底板为遇水膨胀的软岩时, 可选用内注式单体液压支柱。

2过断层时应注意的几个技术问题

第一, 接近断层, 支柱应加固, 适当缩小控顶距, 并在断层附近加打木柱。棚顶处要背紧刹严, 以防顶煤或破碎的岩石落下造成冒顶。若已有小范围冒落, 应及时接顶, 防止冒落范围扩大。第二, 断层附近应超前处理, 挑顶或卧底时要步装药, 放小炮, 尤其顶部眼, 更要注意控制药量。严禁放大炮, 避免崩坏、崩倒支柱或爆破, 对顶板震动过大而造成冒顶。第三, 合理确定放顶步距, 一次回清断层外侧支架, 如图所示, 断层处的放顶步距。第四, 过断层时, 要注意煤与瓦斯突出和冲击地压的预兆, 并加强对瓦斯的检测, 避免在瓦斯超限的情况下爆破。第五, 发现炮眼涌水或顶板淋水过大等透水预兆, 应采取防止透水的措施。第六, 进入断层附近工作时, 应先检查顶板安全状况, 注意顶板压力变化, 确定无安全隐患后, 再进行作业, 防止发生顶板垮落事故。第七, 装药时, 注意检查装药的炮眼有无裂缝, 避免出现漏气喷火现象。第八, 断层带处岩石破碎, 膨胀性较大, 应认真清孔, 严防装药时药卷被卡住而送不到炮眼底。

3 炮采工作面安全技术措施

第一, 打眼时的安全注意事项。一是打眼时不能扎毛巾, 不能戴手套, 衣服袖口要扎好, 以免麻花钎子绞住伤人。二是应按作业规程规定的要求打, 既不能破顶, 也不要留伞檐, 也不要弄翻刮板输送机。三是要注意检查顶板和支柱, 发现问题及时处理。四是注意检查煤帮尤其是采高较大时打顶眼, 更应注意片帮伤人。

第二, 爆破时的安全注意事项。爆破崩人是工作面比较容易发生的事故, 因此, 装药时必须按照作业规程的规定装药, 以免装药过多崩坏顶板、崩倒支架、崩翻刮板输送机以及崩伤人等。爆破时严格执行《煤矿安全规程》的有关规定。

参考文献

[1]杜宝.缓倾斜、倾斜煤层爆破落煤高产高效开采技术[J].科技与企业, 2013, (11) :64.

[2]李俊斌, 熊晓英.淮南某工作面重大冒顶事故的分析[J].中国煤炭, 2004, (3) :7.

矿井封闭安全技术措施 篇3

关键词：煤矿；封闭不良钻孔；水害防治；分区段探测

一、赵固二矿地质及水文地质概况

（一）矿井生产建设情况。赵固二矿井田位于新乡、焦作两市交界地带，煤田划分属焦作煤田。赵固二矿井田东西长约15km，南北宽2.0～5.5km，总面积69.0791km2，开采深度-500～-1500m，主采煤层为二叠系山西组二1煤，为单一近水平煤层，厚度4.73～6.77m，平均6.16m。

（二）矿井地层情况。赵固二矿井田属第四系、新近系全覆盖区。赋存地层主要有奥陶系中统马家沟组、石炭系上统本溪组和太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组、新近系、第四系。其中石炭系上统太原组和二叠系下统山西组为主要含煤地层。

（三）主要含水层。井田含水层自上而下分为以下几层：第四系砾石、细至中砂含水层，新近系砂、砾石含水层，基岩风化带含水层，二1煤顶板砂岩含水层，太原组上部灰岩含水层，太原组下部灰岩含水层，奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层。

二、赵固二矿8006钻孔情况

该钻孔自下而上可连通O2灰岩含水层、L2灰岩含水层、L8灰岩含水层、二1煤层顶板砂岩含水层、新近系砂砾石含水层、第四系细至中砂含水层。由于资料缺失，无法对钻孔在各含水层段的导水性逐一探查。若不探明该钻孔导水性，则将会对矿井生产造成隐患。

三、设计思路分析

根据煤层与各含水层的对应关系，将8006钻孔对二1煤层充水条件划分四区段进行探查：

（1）第一区段为矿井导水裂缝带之上的含水层区段，以矿井导水裂缝带高度51.4m为界限，向8006孔方向施工顶板探孔探查导水裂缝带以上区段富水性，若探孔无水，则证明导水裂缝带之上封闭完好，或封闭不良区段与煤层之间有封孔质量较好的区段阻隔，无法对矿井进行充水；（2）第二区段为煤层至导水裂缝带范围内的探孔，该钻孔用作探明若钻孔附近进行采掘活动，是否可沿导水裂缝带向采掘活动区域进行直接充水；（3）第三区段为煤层底板下至L9灰岩间，由于L8、L2灰岩含水层水压高，富水性强，若8006钻孔连通该含水层，则在水压作用下会出现探孔出水量大，证明煤层以下均以充水；（4）第四区段为L9至L8灰岩区段，该区段主要是验证第三区段，并用探孔穿过L8灰岩含水层，查看该含水层水压、水量情况，验证是否接受底部L2、O2灰岩补给。钻孔布置见图1。

四、实测结果及分析

本次设计探1#、探2#、探3#与底板注浆3#孔共4个钻孔探明该勘探孔导水性，探1#、探2#钻孔为仰角孔，探1#钻孔终孔位置在导水裂缝带上垂距7m位置，目的为探明8006钻孔在导水裂缝带以上的导水性，探2#钻孔主要探明导水裂缝带内该钻孔的导水性，探3#钻孔控制煤层底板L9灰岩上钻孔富水性，3#孔为超前探注钻孔兼作8006钻孔L8灰岩～L9灰岩间导水性的探查孔。根据打钻情况，该探1、探2、探3#钻孔终孔均无水；底板3#钻孔终孔水量为0.2m？/h，水压3.5MPa，小于目前矿井L2灰岩水压，表明8006钻孔未连通深部L2灰岩含水层；根据钻孔揭露岩层情况判断，该四个钻孔终孔层位准确，达到设计要求，8006钻孔在导水裂缝带以上7m至L2灰岩含水层段封闭合格。

五、主要创新点及社会效益

矿井运输系统安全技术措施 篇4

一：绞车相关参数

绞车型号：JTKB-1.2*1 电机功率：55KW 最大拉力：30KN平均绳速：1.84m/min 容绳;600m 绳径 21.5mm 允许提升重车数：1m3矿车最多允许提升3个 二：绞车道相关参数

绞车道长度：235m 绞车道坡度：21场

三：运行相关规定和措

1、绞车下山平台、绞车必须符合《煤矿安全规程》的要求，安装要牢固可靠，1350绞车道上下车场和中间甩车场斜坡口及平台必须安装阻车器和防跑车装置。

2、绞车所使用的钢丝绳必须符合《煤矿安全规程》规定并有产品安全合格证，钢丝绳直径必须大于Ф18mm以上，绞车司机及维修工每班工作前必须检查提升绞车过卷装置和深度指示器工作情况，刹车安全系统是否灵敏可靠；绞车工、机电维修工、脱挂钩工、运输班组长在每班工作前都要检查各级绞车钢丝绳的0

1310有一中间甩车完好性，发现钢丝绳磨损断丝超过《煤矿安全规程》规定时，必须立即停止提升更换钢丝绳，并且填写“提升绞车运行情况记录”和“钢丝绳检查记录”表。

3、把钩工每班要认真检查“一坡三挡”完好和正常工作情况，下山平台的阻车器要经常正常使用，并经常维护检修，并且坚持正常使用；要坚持正常使用副绳。

4、绞车提升时，提升绞车道要做到“提升不能行人，行人不能提升”，严禁人员行走绞车道，井筒内所有人员要撤到防身洞躲避，防止飞车伤人，绞车提升时严禁人员搭车斗上下；

5、把钩工、信号工每班作业前要认真检查提升系统的声光信号是否齐全完好，每挂一钩要检查矿车碰头、车斗边销、轮子底销是否齐全完好，检查每个车斗连环、插销是否挂齐、挂纽、插销是否插到位，确保安全后才能提、放车斗，当车斗在绞车道上运行时，轨道下山巷、轨道下山车场等人员立即躲进防身筒，提放期间严禁在这些巷道内做任何工作，并且同上平台挂钩工一起在绞车道两端警戒，负责制止其他人上下行走。

6、需要经1350绞车道运送铁轨、管道等超长材料时，只能用人工搬运输送，严禁用矿车或材料架经绞车提升运送。人工运送铁轨、管道时要按如下规定执行：

1井筒内严禁行人或有人做其它工作，所有人员要躲到防身 ○硐内确保安全的情况下才能允许人工搬运。

2经人工在斜井输送铁轨或管道时，抬起或停放铁轨或管子 ○要统一用力，慢慢抬起或放下，抬铁轨或管道中要缓慢行走，上方或下方抬铁轨或管子人员不得半途突然放下铁轨或管子一端或用力甩掉铁轨或管子，防止铁轨或管子飞溜伤人，严禁有人直接抬铁轨或管子端头，防止铁轨或管子摆动有贯性使端头伤人，人员抬管子要离端头1.5米以上地方杠着管子，搬运铁轨或管子前首先在变坡处用粗大麻绳捆绑铁轨或管子的上头，以便在搬运途中临时停放铁轨或管子要固定绳子的另一头来控制铁轨或管子防止往斜井下山飞溜。

3严禁将铁轨或管道沿绞车道底板和轨道上向下自动滑溜运 ○送，防止铁轨或管子往下山飚溜伤人。

（二）、副斜井、轨道下山巷运输系统安全技术措施

1、副井绞车、轨道下山平台绞车必须符合《煤矿安全规程》和《青山煤矿安全专篇》的要求，安装要牢固可靠，副斜井井口、副斜井井筒、轨道下山巷上平台、底部车场斜坡口和中间甩车场斜坡口必须安装阻车器和防跑车装置，轨道下山与水泵房管子道交岔处要安装阻车器和防跑车装置，并长期处于关闭正常工作状态，除非水泵房需要提升运输才能暂时打开，不提升时要及时关闭。副斜井下山中部（与中部集中水仓巷交岔处）11.4绞车上15米处及中部车场变坡点附近要安装阻车器和防跑车装置，在副斜井与轨道下山平台交差处安装的11.4绞车往上15米处，应安装防跑车装置，防止副斜井提升运输发生飞车冲到轨道下山平台，同理，在16号溜煤眼往下5米处应安装阻车器和放跑闸，防止副斜井提升运输发生飞车冲到16煤老系统；

2、11.4绞车安装要牢固，绞车安装时要加工有长×宽=1.5×1.2米的2条槽钢底座，绞车安装位置的基础要求：○1当底板是坚硬的厚度1.5米以上的砂岩时，可以安设4根直径不得小于Φ25mm,长度不得小于1.5米的绞车底座锚杆，每根锚杆使用两卷CK2840锚固剂进行锚固，锚固力≮80KN；○2当底板是坭岩或层状页岩、坭质砂岩等松软或遇水容化及容易风化的岩层时，必须捣实：长×宽×高=1.8米×1.5米×1.2米的水坭、碎石、砂子混凝土绞车机座，机座里埋住4根直径不得小于Φ25mm,深度不得小于1米的绞车底座螺杆；11.4绞车安装时，先把槽钢底座安装在底座锚杆（或螺杆）上用螺帽拧紧固牢，再将11.4绞车安装在槽钢底座上用螺杆连接底座拧紧固牢，最后再在绞车底座4角用单体液压支柱或木支柱支撑到顶板做压柱，4条压柱要打稳牢固。

3、副井绞车、轨道下山平台绞车所使用的钢丝绳必须符合《煤矿安全规程》规定并有产品安全合格证，副井绞车钢丝绳直径必须大于Ф22mm以上，轨道下山绞车钢丝绳直径必须大于Ф22mm以上，11.4调度绞车使用直径Φ15mm以上的钢丝绳；绞车司机（副斜井口、轨道下山平台绞车、调度绞车、11.4绞车等）每班工作前必须检查提升绞车过卷装置和深度指示器工作情况，刹车安全系统是否灵敏可靠；每班安全员、11.4绞车工要认真检查在副斜井为轨道下山平台服务的11.4绞车和其它11.4绞车的压柱、底座是否稳定固牢，提升时绞车是否松动、移位，如果出现类似情况应立即停止提升采取措施处理，并汇报矿调度；同时详细检查刹车是否稳固，如果11.4绞车提升时出现绞车滚筒打滑，重车往后退现象，说明刹车不稳固，必须停止提升，处理刹车系统，及时检修或更换刹车带，调整刹车带螺杆达到稳固刹车的作用，确保绞车安全运行可靠方能允许提升；每班工作前绞车工、机电维修工、脱挂钩工、运输班组长和各工作面班组长都要检查各级绞车钢丝绳的完好性，发现钢丝绳磨损断丝超过《煤矿安全规程》规定时，必须立即停止提升更换钢丝绳，每班要填写“提升绞车运行情况记录”和“钢丝绳检查记录”表。

4、脱挂钩工每班要认真检查“一坡三挡”完好和正常工作情况，下山平台的阻车器要经常正常使用，并经常维护检修；要坚持正常使用副绳。

5、,副斜井或轨道下山绞车提升时，提升绞车道要做到“提升不能行人，行人不能提升”，严禁人员行走绞车道，严禁在巷道内做任何工作，井筒内所有人员要撤到防身洞躲避，防止飞车伤人，绞车提升时严禁人员搭车斗上下；

6、脱挂钩工、信号工每班作业前要认真检查提升系统的声光信号是否齐全完好，每挂一钩要检查矿车碰头、车斗边销、轮子底销是否齐全完好，检查每个车斗连环、扎销是否挂齐、挂纽，扎销是否扎到位，确保安全后才能提、放车斗。提放车斗期间，脱挂钩工要在斜井绞车道两端进行警戒，禁止其他人上下行走。

7、严禁将空、重车停留在上、下山斜井或斜坡巷道上，以免造成飞车事故；当车斗在斜坡或下山巷道上跳轨时，要立即停止提升，不得强行提放车斗；在斜坡巷上处理跳轨车斗同时，跳道地点往下巷道内严禁有人工作和行人，处理跳轨车斗时，不准脱掉挂好的钢丝绳或串车间的连环扎销来处理车斗，如果是重车难撬上轨道，应把重车卸载，将空斗撬上轨道后再重新装车；绞车司机在处理跳轨车斗过程中，必须坚守工作岗位，两手不得离开操作手把，注意检查绞车刹车系统是否正常工作，把绞车滚筒锁住刹好车，确保处理跳轨车斗时钢丝绳不松动，防止车斗往下滑动伤及到撬车人员，如果有提放车信号时必须辨听清楚后方能进行操作，保持绞车起步缓慢匀速运行，严禁突然加速提放车斗。

8、副斜井及轨道下山提放大件设备和材料时，必须有带班矿领导和安全员现场指挥，必须使用专用材料车斗装载提放，大件设备如变压器、水泵、变速箱（减速器）、刮板机头等和铁轨、各种管道等大件材料要捆绑固牢在车架上，防止在斜井提放过程中脱掉或甩开在巷道上飞溜伤人。

9、锚喷、水沟、台阶施工作业人员在运送材料时必须按照上述第（二）款的第1至8条的规定执行以外，还要做到运送材料的每一运输环节如主、副斜井、轨道下山、皮带下山等主要运输巷道每级绞车提升，必须有专职绞车工开绞车和挂钩、打铃工，做到每一平台绞车提升时有人摘、挂钩并警戒，禁止人员行走绞车道，做到绞车道“提升不能行人，行人不能提升”的安全要求，然后才发出提升信号，允许提放材料，严禁非专职绞车工开绞车和无人员摘挂钩就提放材料。

10、锚喷、水沟、台阶施工作业人员在副斜井、轨道下山及底部车场等斜坡巷道上施工作业时，这些巷道必须停止提升运输作业；使用材料、清理煤矸需要提升运输时，在绞车道和底部车场上进行锚喷、水沟、台阶施工作业的人员立即停止工作、撤退人员到躲避硐或上平台等安全的地方后，确定绞车道内无人行走和施工作业才允许提升运输。在安装有皮带、刮板运输机的巷道进行喷浆作业时，只有皮带、刮板机停止运转时才能进行喷浆施工作业，皮带、刮板机运转时停止喷浆施工作业，严禁站在（或靠近）正运行的皮带、刮板机上面进行喷浆施工作业。

矿井封闭安全技术措施 篇5

安全措施计划

编 制： 生产科： 总 工：

马蹄沟煤矿生产技术科 二〇一六年二月

一、矿井生产接续情况：

2016我矿正常生产时，第一、二、三季度矿井有一个回采工作面、四个掘进工作面。即3501工作面、3502回风掘进巷、1100材料运输掘进巷、3503皮带掘进巷、3502运输联络掘进巷。3501工作面预计2016年9月份回采结束，9月底安装3502工作面；第四季度矿井有一个初采工作面、三个掘进工作面。即3502工作面、3503皮带巷掘进工作面、3503回风巷掘进工作面、3504运输联络巷掘进工作面；

二、矿井瓦斯涌出规律及危险性分析

1、瓦斯来源分析：根据安监总煤装〔2011〕162号文件规定，矿井每2年必须进行一次矿井瓦斯等级鉴定，我矿于2014年8月进行了鉴定，根据鉴定结果我矿现水平的瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井，工作面瓦斯来源主要为工作面采煤和及巷道掘进时。整体来看，矿井正常生产落煤、巷道掘进时，矿井瓦斯涌出量有所加大，矿井产量是影响瓦斯涌出量的主要因素。

2、矿井瓦斯涌出规律及危险性分析：

①、工作面采用U型通风，采面上隅角的瓦斯浓度较其它地点为高，是容易积聚瓦斯的异常地点，为防治瓦斯的重点。

②、回采工作面放顶落煤期间，工作面采空区顶部的瓦斯容易积存，因此工作面放顶煤期间必须加强通风管理，确保安全。

③、采掘工作面过过断层、煤体裂隙发育等地质构造带时，瓦斯及其它有害气体浓度会明显增加，必须高度重视。④、采煤工作面放煤、放炮时采面瓦斯涌出量增加，对安全生产的威胁较大。

⑤、采煤工作面的瓦斯涌出还受大气温度、气压等环境因素的影响，特别是换季时，大气压力急剧下降，瓦斯涌出量会增加，要引起高度重视。

三、防治瓦斯重点区域：

回采工作面U型通风,因此回采工作面上隅角、巷道冒高点、密闭区域、掘进机械落煤部、停风、无风区、放炮落煤过程等是发生瓦斯积存的区域。

1）回采工作面：采煤上隅角、支架后老塘侧、采空区顶部 2）掘进工作面：3502回风巷、3503皮带巷掘进面、3502运输联络掘进面。

3）其他：局部通风地点、栅栏封闭区、各采空区密闭处

四、瓦斯治理方案：

我矿属于瓦斯矿井，根据矿实际情况，针对重点防止区域制定了以下瓦斯治理方案：

1、矿井安装的监测监控系统运行正常，发挥了监控系统应有的作用。采取安全监控系统对井下瓦斯实现24小时监测，实时传送数据，发现异常及时报警处理。

2、采掘工作面设专职瓦检员24小时现场盯班，对工作面比较容易积聚瓦斯的上隅角、回风巷进行实施巡回检查、每4小时向调度室汇报一次，在工作面上隅角悬挂便携式瓦斯报警仪。

3、针对回采工作面上隅角容易积聚瓦斯的特点合理调整工作面供风风量，有效吹散上隅角瓦斯积聚。

4、针对采面落煤时瓦斯涌出量明显增大规律，做到“只认瓦斯不认人”，瓦斯超时，采面必须立即停止工作进行处理，瓦检员要行使好绝对停产权。

5、严格执行以风定产，优化通风系统，确保采面风量稳定可靠。

6、针对目前通风距离较长的掘进工作面采用2×15kW或2×11kW大功率局部通风机和配套的Φ600mm的大截面风筒，做到风筒末段至工作面距离不超过5米，按质量标准化的要求管理好局部通风，确保掘进工作面风量稳定可靠，有效地稀释瓦斯。

7、每月制定瓦斯检查计划及巡回检查路线图表，对采煤工作面严格执行24小时跟班检查及定时汇报，掘进工作面和其它瓦斯检测地点严格执行瓦斯巡回检查和定时汇报制度。

8、专职的瓦检员及防灭火检查员每周对井下所有防火墙密闭和挡风墙进行一次瓦斯检查。

9、跟班领导、放炮员、安检员、安全员、班组长、流动电钳工、技术员，下井必须佩带便携仪式瓦斯报警仪，对井下采掘工作面、有瓦斯涌出的地点可随时检查瓦斯浓度。

五、预防瓦斯的措施：

1、认真宣传安全生产方针，使全矿职工树立“安全第一”的思想，宣传瓦斯的危害及防治措施。

2、入井人员要严格按照“三大规程”作业，杜绝“三违”现象发生。

3、•加强矿井通风系统管理，采掘工作面、硐室、及其它地点均要严格配风，消除不合理的“三风”（串联通风、•扩散通风、老塘通风），合理分配风量，各采掘地点及硐室的供风量符合规程要求。

4、•通风科测风人员要按时测定好井下各地点风量，做好测风报表，对井下供风量不足的地点要及时汇报，通风科根据风量情况能够及时对风量进行调整，防止采掘工作面和其它瓦斯涌出地点发生瓦斯积聚或超限。

5、•严格设计并加强施工管理，不人为地造成盲巷，一旦出现盲巷，必须在24小时内予以封闭。

6、巷道贯通，排放瓦斯必须制定专门的安全技术措施，并严格按措施执行。

7、加强局扇管理，严格执行《煤矿安全规程》关于局部通风管理的有关规定。

8、采掘工作面放炮要严格执行“一炮三检”及“三人联锁”放炮制度，严禁违章装药，违章放炮。

9、瓦检员要杜绝空班漏检，一旦发生瓦斯超限，立即按规定予以处理，要特别注意检查并处理回采工作面上隅角和巷道冒高点的瓦斯。

10、彻底消除电器设备失爆隐患，杜绝引爆火源。

11、矿严格管理安全监控设备，保证监控系统的正常运转。做到对井下和各采掘工作面瓦斯、•一氧化碳、温度、风速实施二十四小时连续自动监测。

12、采、掘工作面瓦斯传感器瓦斯浓度达到1%时能够立即发出报警，瓦斯浓度达到1.5%时能够自动切断采、掘工作面所有非本质安全型电源。

13、通风科安全监测工做好瓦斯等传感器的日常标校、维护工作。

14、进一步完善矿井隔爆设施。

15、健全井下通讯设施，确保抢险救灾信息传递工作正常进行。

16、所有下井人员必须一律佩戴自救器。

17、加强职工培训，提高职工的安全意识。

六、采煤工作面瓦斯管理安全措施：

1）采煤工作面要配备专职瓦斯检查员，严格执行现场交接班制度，24小时盯岗制度。

2）瓦斯检查员必须每班认真检查上隅角气体情况，并每班给调度室汇报2次，并做好检查记录。如出现瓦斯局部积聚、超限等特殊情况时，要及时向调度室汇报，并立即责令采面停止一切工作，处理完积聚瓦斯后方可恢复工作。

3）工作面风量必须严格按计划配风，测风人员对采面风量按规定每旬测定一次外，其它时候也要根据实际情况随时进行测风，保证风量稳定、可靠。4）工作面严格执行“一炮三检”制度。每次进行放炮作业都必须做好瓦斯检查，并认真填写“一炮三检”记录。

5）采面上、下出口，特别是在上隅角附近20米范围内进行打眼、放炮，端头支架迁移，上隅角放顶回收、支护等作业时，瓦斯检查员必须先严格检查瓦斯，只有在瓦斯不超限时方可进行打眼放炮等工作，坚决杜绝瓦斯超限作业。

6）强化电气设备管理，特别是采面及上隅角附近所用的煤电钻及电缆必须保证完好，杜绝电气失爆。采煤队安排电工负责定期检查并做好记录。

7）工作面上隅角及时回柱放顶，严禁滞后。

8）工作面严格执行“只认瓦斯不认人”制度，瓦检员有绝对的停产、撤人的权利。气体超限可立即停产处理。严格执行《煤矿安全规程》第136条、138条、139条有关规定。

9）上隅角出现瓦斯浓度达到2%，体积0.5m3以上的积聚超限现象必须按《规程》138条规定，在附近20米以内停止工作，撤除人员，溜子也立即停止运转，瓦检员负责，经处理浓度降到2%以下方可开工。

10）采面回风流瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%，或是一氧化碳浓度超过0.0024%时，严格按照《规程》第136条规定及时向调度室汇报并必须停止工作面作业，撤除人员，采取措施，进行处理。11）每次出现以上第九、十条情况时，瓦检员必须做好瓦斯处理结果记录，交接班时必须认真仔细交接采面瓦斯情况，并填写好交接班记录。

12）根据上隅角易积存瓦斯的特点，必须采取如下措施进行处理，一是利用导风幛引风的方式排除上隅角瓦斯，二是利用高压水枪射水增加风流流速来稀释积存的瓦斯。

13）上隅角每次放顶、回柱前，必须用乳化液枪先将上隅角顶、帮冲洗一遍，并经瓦检员检查气体不超限后方可开工。

14）上隅角浮煤必须班班清扫干净，采空区浮煤必须攉干净，严禁浮煤压入在老塘内。

15）上隅角每班由施工队领导或安全员负责携带便携式瓦斯报警仪，悬挂在上隅角离顶300mm、离邦200mm处（位置根据实际情况定），连续检测气体情况，发现瓦斯超限，按上述第十条执行。

16）工作面安全监控系统设备严格按规定加强管理，传感器必须每7天调校一次，采煤工作面瓦斯传感器每7天进行一次瓦斯超限断电实验，保证瓦斯断电系统功能完好，传感器的挂设位置必须符合规定。工作面瓦斯传感器离工作面距离不得大于10米。

17）严格落实 “一通三防”齐抓共管责任制，对破坏“一通三防”设施者进行严惩。

18）安检人员必须对措施执行情况进行检查，特别是采空区浮煤清扫情况和采煤队有关人员便携式瓦斯报警仪的携带和使用情况等。

七、掘进工作面瓦斯管理安全措施：

1）强化局部通风管理，严格按计划配风，局部通风机严格按规定及安全质量标准化要求安装使用，杜绝局扇循环风和掘进工作面风量不足。

2）掘进工作面局扇必须设专人管理，以确保正常运转，严禁无计划停风，任何人不得随意停开局扇或断开风筒，严禁损坏局部通风设施。

3）严格按安全质量标准要求接设风筒，做到接头严密不漏风，无破口，吊挂平直，逢环必挂等。

4）工作面必须实行“三专两闭锁”，当局扇停止运转时或工作面瓦斯超限时，都能自动切断供风巷道的一切非本质安全型电源。

5）交接班或临时停工时，不得停风，因检修或其它原因有计划停风时必须按局扇停风措施撤出人员，切断电源，恢复通风前必须瓦检员到位，检查工作面、风机及启动装置附近10米范围内瓦斯浓度，当检查结果符合规程规定，方可开动局扇进行通风，否则必须制定排除瓦斯措施进行处理。

6）爆破作业严格执行“一炮三检”、“三人连锁”放炮制度，放炮员和班组长的便携式瓦斯报警仪必须随身携带，当回风流中瓦斯浓度达到1%时严禁放炮。

7）工作面安全监控系统设备严格按规定加强管理，瓦斯传感器定期调校，并进行瓦斯超限自动断电的瓦斯电闭锁实验，保证监控系统功能完好。传感器的挂设位置必须符合规定，瓦斯传感器离工作面距离不超过5米。

矿井封闭安全技术措施 篇6

全技术措施

一、编制目的雷雨、大风天气为停电多发期，为防止电网突发供电故障，减轻电网停电造成的损失，避免重大事故的发生，为雷雨、大风天气停电事故做好应急工作，能够正确、有效和快速地处理雷雨天停电事故，最大限度减少煤矿人员伤亡和经济损失，积极应对可能发生的雷雨、大风天气停电事故，规范管理人员、作业人员在矿井雷雨、大风天气停电下的行为，确保作业人员和矿井安全。我矿特建立矿井雷雨天停电事故应急救援预案体系并制定本预案。

二、适用范围

1、本预案适用于本矿应对和处理因主供回路、备供回路以及矿自身发生雷雨、大风天气停电事故，影响矿井正常供电，对我矿安全构成重大影响及造成人身伤亡事故无计划停电事件。

2、本预案用于在矿井雷雨、大风天气停电事故下，矿各有关单位组织开展救援，事故抢险处置，电力供应恢复等工作。

三、工作原则

1、预防为主。坚持“安全第一，预防为主”的方针，加强供电管理，落实事故预防和隐患控制措施，有效防止供电事故发生，加强电力设施保护检查工作，开展停电救援和紧急处理演习，提高对雷雨天停电事故的处理和应急救援综合处理能力。

2、统一指挥。在矿领导和应急预案办公室（矿调度室）统一指挥和协调下，通过应急指挥机构，组织开展事故处理、事故抢险、供电恢复、应急救援、恢复生产等各项应急工作。

3、分工负责。按照分工统一协调，各负其责的原则建立事故应急体系。按照本矿的实际情况，制定和完善供电应急处理和恢复预案，避免在雷雨、大风天气停电情况下发生其它事故。

四、组织机构、职责

矿建立雷雨、大风天气停电应急指挥部对所发生的事故进行垂直领导：

总指挥： 杨景荣

副总指挥：公现东、吴兴心、王志刚、陈义福、侯仁章

成 员：李盛、师海英、秦平、李怀友、鲁发东

电力维修组 ：颜世民、朱林新、杨玉堂、公彦军、曾德存

应急救援指挥部设在矿调度室。

五、人员管理安全措施如下：

1各岗位值班人员应熟悉我矿的供电系统，具备停送电的能力和事故处理能力。发生 雷雨、大风天气停电时，首先向各岗位及平政供电站、坊镇供电站了解情况，判断清楚原因后，才能指挥停、送电。同时向机电矿长，调度室，生产矿长汇报情况，及时组织电工、维修工迅速赶赴现场进行抢修。配电室必须悬挂与实际相符的供电系统图，高压线路大面积停电或部分高压供电30分钟内不能恢复的，必须向总经理汇报情况。雷雨、大风天气时，班组长以上的管理人员，无论是上班还是下班时间，必须在30分钟内通知调度室自己所在位置，听从调度室及救援小组的统一指挥，在最短时间内赶赴现场，一次联系不到本人的，给予罚款200处罚。机电科科长，副科长在雷雨、大风天气时，必须在本科室值班，坚守岗位，手机24小时开机。确保在最短的时间内赶赴现场。井上下各配电室值班人员工作期间必须坚守岗位。配电室必须配备合格的高压验电笔、绝缘靴和绝缘手套。机电班组长负责落实。否则，缺一件罚班组长100元，造成重大事故加倍处罚。值班配电工、值班电工或维修工必须熟知井上下高低压供电线路及开关，且能胜任电气设备的操作。

六、矿井出现双回路停电时 如果矿井出现双回路同时停电，且无法确定恢复恢复供电时，应立即启动应急预案

①机电科立即组织人员前往地面配电室及发电机房，将所有的进线开关断开，摇出配电小车，挂好“有人工作，严禁合闸”警示牌。

②启动发电机，七、矿井雷雨、大风天气停电时的应急预案：

1、矿井雷雨、大风天气停电时，主扇司机必须立即打开风井防爆门形成自然通风，并立即向矿调度室汇报。

2、调度室值班员立即通知当日值班矿领导、机电矿长、机电科、通风科、等矿井停电应急人员。

3、矿井停电应急人员接到通知后，必须立即到矿值班室集合待命。

4、调度值班人员立即通知井下各区队人员迅速撤到进风大巷，并注意清点和核对人数，同时加强停电事故原因调度，如停电时间过长必须撤到地面。

5、调度值班人员通知救护队员到井口信息站待命。

6、停电现场工作人员应急措施

1）、矿井发生停电停风后，带班矿领导和调度值班员立即通知各采掘工作面的跟班干部、瓦检员、安全员立即组织人员撤离作业地点，服从指挥部统一指挥。2）、撤离前，各作业地点当班电工要按照《停送电操作规程》把开关手把打在停电位置并闭锁好，切断所有电器设备的电源。

3）、各区队的跟班干部负责督促落实机电设备的停电和撤离人员情况，安全员负责清点和核对人数，确保全部人员安全撤离。

4）、对各分散作业地点的作业人员，由分管区域的瓦检员、安检员通知撤离，只有在确认所有人员全部撤离后，瓦检员、安检员方可最后离开危险区域。

5）、所有人员到达到进风大巷后，向调度室联系，根据具体情况下达是否升井的命令。

6）、供电恢复正常后，必须经过应急救援指挥部同意方可启动主扇。如停电时间超过10分钟且瓦斯超过《煤矿安全规程》规定，必须编制各工作面瓦斯排放措施进行瓦斯排放。7）、主扇恢复正常通风后，调度室必须在经过应急救援指挥部同意后方可下达逐渐恢复井下供电的命令。

8）、救护队员、瓦检员、测风员及时检查各区域风量，只有风机及其开关附近10米范围内，瓦斯不超过0.5％，停风巷道瓦斯浓度不超过1％、二氧化碳浓度不超过1.5％，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。

9）、检查所有电器设备附近20米巷道内，瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》规定时，方可开启。

10）、停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超限，必须按照各区域排放瓦斯安全技术措施进行排放。

7、矿井地面10KV恢复供电后，总指挥立即通知通防工区负责人安排瓦斯员检查井下轨道、集中皮带、总回风大巷瓦斯情况，当瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》规定，必须按照排放瓦斯安全技术措施进行排放，瓦斯正常后方可汇报总指挥启动主扇，并随时掌握主扇运行情况，待主扇正常运行30分钟后，安排机电人员、救护人员入井，做好各头、面瓦斯排放措施排放瓦斯和送电的准备工作。

8、瓦检员检查井下变电所瓦斯后向矿调度室汇报，瓦斯浓度未超过0.5％时，由总指挥通知机电区长下达向井下配电点送电的指令。

9、井下各头、面，由瓦斯员仔细检查瓦斯，当瓦斯浓度超过1％时，必须严格按照排放瓦斯安全技术措施进行排放。排放瓦斯时必须控制风量,逐段排放，并严禁“一风吹”，同时按排放瓦斯安全技术措施设好警戒, 严禁其它人员进入其回风系统,并切断工作面及排放瓦斯流经路线的所有电器设备的电源。

10、井下各头、面瓦斯浓度低于1％后，开关、风机附近瓦斯浓度低于0.5％，开启局部通风机，恢复通风恢复供电，并汇报调度室。

关于煤矿矿井通风技术措施的探讨 篇7

以某矿井为例, 该矿井于1997年投入生产使用, 年生产能力能够高达400万t/a。该矿井多为立井结构, 水平开采的标高在-555m以上, 其通风系统设计采用的是中央并列式, 由主井、副井作为进风系统, 由中央风井作为回风系统。为了有效控制进风量, 在矿井的底部设置了一个能够调节的风门增阻, 主井的进风量大约在1000m3/min。副井为主要的进风井, 其进风量大约在16553m3/min, 副井进风量控制主要依靠人员、材料来提升。

回风系统是专门的回风井组成, 其回风量约为17536m3/min。目前, 该矿井中央采区的回采已基本完成, 采掘线布置逐渐向地层延伸, 通风的线路也逐渐增长。由于受到采矿总量制约, 矿井的通风量应维持现有水平, 导致矿井风量不足。从2009年矿区开采来看, 该矿区的需风量为7500m3/min, 而实际的供风量仅为4200m3/min, 矿井的风量分配也不能满足实际的开采作业需求。

再从矿井的主通风机运行情况来看, 矿井主通风机处于满荷状态, 提高矿井的主通风系统也很大的难度。因此, 有必要采取一系列措施来满足矿井风量的要求。

2 煤矿矿井通风技术措施

2.1 矿井风量分配

矿井风量测定的结果如表1所示, 根据表1可知, 该矿井的通风方式为中央并列式, 其连接的进回风系统设施较多, 井下系统内部的漏风地点比较多, 导致矿井内部的有效风量率较低, 影响了矿井的通风情况。

同时, 矿井风量还受到通风阻力的影响。从该矿井来看, 北翼系统的通风线路比较短, 因此通风比较容易。南翼系统的通风管理比较困难, 可以采用气压计法来测定。对矿井通风阻力的测量, 可以掌握矿井通风阻力的分布情况, 从而采取有效措施来减少井巷的风阻摩擦系数, 为采区的通风阻力计算提供了依据。该矿井通风系统的阻力分布情况如表2。

从表2可知, 该矿井的通风巷道维护情况较好, 且通风设施也比较齐全。由于二号井进风量比较大, 其进风段阻力在矿井系统阻力中约占有30%。副井的断面较大, 其风阻较小, 但是由于副井是矿井主要的进风井, 其进风量大约为16553m3/min, 通风阻力相对较大。其测量值约为365Pa。从矿井北翼来看, 由于在矿井北翼回风巷位置设置了调节风门, 该风门压差约为498Pa, 而北翼回采巷道的回风量仅为2005 m3/min, 北翼胶带的回风量约为5633 m3/min, 在两者汇合之后, 由于回风石门的长度较小, 断面较大, 因而风阻较小。

从矿井的主通风机运行情况来看, 在采矿作业中, 矿井主通风机的性能比出厂时的性能降低了2.5°。因此, 矿井的通风能力计算比出厂时的下降2.5°, 如图1所示。

2.2 煤矿矿井通风技术措施分析

从矿井通风系统的现状及矿井阻力的测定结果来看, 可以采取以以下技术措施, 以降低矿井的通风阻力, 进而提高风机供风的能力, 实现矿井通风系统的安全运行。

措施A:将主井井底的控制风门拆除, 主井与副井并联起来, 这样就形成了一个并联结构的进风系统。为了保证风流速度, 应将主井进风量控制在50003/min左右。

措施B:将南翼胶带的回风巷和联络巷连接起来, 形成一个并联的回风系统, 降低南翼回风巷的总通风阻力, 这样就能够有效提高南翼采区的风量。

措施C:将北翼的回风巷调节风门设置在北翼的胶带回风巷内, 让北翼的大部分回风能够通过北回风巷进入到回风井中, 能够降低-525m回风巷的通风阻力。

根据煤矿矿井的条件, 选择采用了不同的技术措施, 其模拟方案如表3。

从方案实施的结果来看, 其模拟结果如表4所示。在方案一实施后, 矿井总进风量会大幅增加, 风机的静压会下降。但是由于采区内部巷道的断面较大, 因而局部的风阻较小。在方案二实施后, 虽然能改善采区风量, 但对矿井阻力并没有明显改善。方案三是对矿井的总回风量进行调节, 在实施后能大幅提升矿井的总回风量, 还能有效降低矿井的通风阻力。在现有条件下, 方案五的实施有明显的效果, 矿井的通风阻力降低了168Pa, 其总风量增加了5403/min。

2.3 方案实施效果分析

在通风技术方案实施之后, 以2009年8~10月为测定时间范围, 对主通风机参数、矿井通风阻力、巷道风量进行测定, 其结果如表5、表6。根据结果显示, 通过相应的技术改造措施, 能够改变矿井主通风系统的运行状态, 在保证矿井进风总量基本稳定的情况下, 能够有效降低风机的静压。

3 结论

通过对矿井通风现状的分析, 找出了影响矿井通风的因素, 提出了一系列切合实际的通风技术措施。在现有的矿井通风条件下, 对总回风系统、总进风系统进行技术改造, 实现了降低矿井的通风阻力的目的。在南副井被作为进风井之前, 根据该矿井的采掘布置情况, 采取总回风降阻、并联进风降阻等措施, 能够满足正常情况下矿井的风量要求。在南副井投产之后, 采区的中央副井进风量有明显降低, 矿井通风对主通风机的要求比较低。由于主井和中央副井的进风量均有明显降低, 在这种情况下, 对主井的进风量进行控制, 对矿井的通风情况并不会产生明显影响。

参考文献

[1]张春明.浅议煤矿矿井通风安全管理措施[J].中国科技博览, 2012.