山西機電職工學院機械分院畢業設計（論文）之通風安全

第五章 通風與安全

5.1 概況

5.1.1 瓦斯
5.1.1.1 井田勘探瓦斯情況
據調查團柏煤礦2003年2號煤層礦井瓦斯測試結果為：絕對瓦斯湧出量1.362m3/min，相對瓦斯湧出量0.862m3/t，屬低瓦斯礦井。辛置煤礦南區360水平2004年2號煤層礦井瓦斯測試結果為：絕對瓦斯湧出量20.93m3/min，相對瓦斯湧出量6.20m3/t，屬低瓦斯礦井。
團柏煤礦位於本井田的北部，以下團柏斷層相隔，團柏煤礦處於下團柏斷層的下盤（上升盤），幹河井田處於斷層的上盤（下降盤）。團柏煤礦2號煤層埋深一般在300～400m左右，幹河井田2號煤層埋深一般在600～700m。煤層中瓦斯含量一般隨著埋藏深度的增大而升高，所以可推測幹河井田礦井瓦斯湧出量可能要比團柏煤礦瓦斯湧出量高。辛置煤礦位於幹河井田的東部，2號煤層埋深一般也在600～700m，所以幹河井田礦井瓦斯湧出量可能與辛置煤礦南區360m水平2號煤礦井瓦斯湧出量大致相當。
據井田勘探地質報告，本礦井煤層中甲烷含量介於0～2.52ml/g可燃值，基本上屬瓦斯風化帶。隨著煤層埋深的加大，瓦斯反而有降低的趨勢，這可能與本井田的構造有關。2號煤層瓦斯含量高於其它煤層，最高孔為109號孔，CH4含量為2.52ml/g可燃值。1號煤層除403號孔CH4成分占到21.51%外，其餘均小於10%，平均2.62%，屬CO2－N2帶。2號煤層CO2－N2帶分布於區的中東部，N2－CH4帶及CH4帶分布於區的西部。
5.1.1.2 礦井瓦斯湧出量預測
根據山西省煤炭工業局關於《幹河礦井一采區瓦斯基礎參數測定及瓦斯湧出量預測》的批複，礦井為低瓦斯礦井。
據煤炭科學研究總院沈陽研究院提交的《幹河礦井首采區瓦斯基礎參數測定及瓦斯湧出量預測》，礦井投產的上組煤一采區回采工作麵的相對瓦斯湧出量為1.18m3/t，絕對瓦斯湧出量為4.92m3/min；一采區軌道和運輸順槽掘進工作麵瓦斯湧出量分別為2.69 m3/min和2.54m3/min；上組煤一采區相對瓦斯湧出量為3.46m3/t，絕對瓦斯湧出量為16.03m3/min；礦井相對瓦斯湧出量為4.33m3/t，絕對瓦斯湧出量為20.06m3/min。
幹河煤礦為新建礦井，煤層揭露少，測點布置受到限製，影響礦井開采期間瓦斯湧出量預測精度，建議在礦井投產以後加強瓦斯參數測定工作，更多的掌握瓦斯賦存規律，以便更好的治理礦井瓦斯。
5.1.2 煤塵
本井田在4個鑽孔中對可采煤層做了煤塵爆炸性試驗，其結果各煤層均有爆炸性危險，火焰長度在60～400mm，加岩粉量在70～80%。
5.1.3 煤的自燃傾向性
本井田在5個鑽孔中對可采煤層做了煤的自燃傾向性試驗，其結果各煤層屬不易自燃煤。但在煤炭開采過程中，一定要保持高度警惕，采取一係列防範措施。
5.1.4 地溫
本井田勘探隻在J-1、J-2號兩個孔中進行了井溫測試，根據測試成果及萬安詳查116號孔的井溫資料綜合03manbetx ，本井田地溫梯度平均每百米遞增0.2～0.4℃，無異常變化，屬地溫正常區。

5.2 礦井通風

5.2.1 通風方式和通風係統
礦井采用機械抽出式通風方式。
根據礦井開拓布置，礦井工業場地共有3個井筒：主立井、副立井和回風立井。其中主立井、副立井擔負礦井進風任務，回風立井擔負礦井回風任務，形成中央並列式通風係統。隨著井下開采向西推移，通風距離逐漸加大，需要在劉家莊附近開鑿1個專用回風立井，與工業場地回風立井共同擔負礦井的回風任務。
5.2.2 風井數目、位置、服務範圍及服務時間
如上所述，本礦井移交生產時，在工業場地布置1個專用回風立井。根據井下采區接替安排情況，由工業場地內的主立井、副立井、回風立井所形成的通風係統服務於上組煤和下組煤一、二、三采區，服務時間約35年。當劉家莊附近的回風立井開鑿以後，與工業場地內的3個井筒所形成的通風係統服務於上組煤和下組煤四、五采區，服務時間約25年。
5.2.3 掘進通風和硐室通風
井下各掘進工作麵采用FBD№6.3型對旋軸流式局部通風機通風，全風壓900～6500Pa，風量625～350m3/min。各掘進工作麵均配備2台局部通風機，並實現雙風機、雙電源自動切換。局扇設在新鮮風流中，通過膠布風筒向掘進工作麵壓入新鮮風，乏風導入回風巷。
根據《煤礦安全01manbetx 》規定，井下爆炸材料庫設專用回風道直接與＋80m水平回風大巷連通，實行獨立通風。井下蓄電池機車充電、變流及檢修硐室也為獨立通風，乏風直接排入＋80m水平回風大巷。采區變電所與回風巷連接的通道，均設置調節風門控製風量。
5.2.4 礦井風量、負壓和等積孔計算
5.2.4.1 風量計算
根據《煤礦安全01manbetx 》（2005）和《煤炭工業礦井設計規範》（GB50215-2005）規定，礦井總風量應按井下同時工作的最多人數每人每分鍾供給風量不得少於4m3或采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量總和分別計算，並選取其中的最大值：
1．按井下同時工作的最多人數計算
礦井最大班下井總人數為136人，則：
Q=4×N×K/60
=4×136×1.25/60
=11.3（m3/s）
式中：
Q——礦井總供風量，m3/s
N——井下同時工作的最多人數，人
K——礦井通風係數，取1.25
2．按井下各用風地點實際需要風量總和計算
Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐室+ΣQ其它）×K
式中：
Q——礦井總供風量，m3/s
ΣQ采——采煤工作麵實際需風量總和，m3/s
ΣQ掘——掘進工作麵實際需風量總和，m3/s
ΣQ硐室——獨立通風硐室實際需風量總和，m3/s
ΣQ其它——其它用風地點需風量總和，m3/s
K——礦井通風係數，取1.25
(1) 采煤工作麵需風量（ΣQ采）計算
根據井下采區及工作麵布置，礦井移交和達產時在上組煤一采區布置1個2號煤一次采全高長壁綜采工作麵。
a．按瓦斯湧出量計算
按照《煤礦安全01manbetx 》第138條的規定，采掘工作麵及其它作業地點風流中瓦斯濃度不能超過1.0%。根據回采工作麵產量，一采區2號煤層回采工作麵產量為2.15Mt/a，回采工作麵瓦斯湧出量為1.18m3/t，瓦斯湧出不均衡係數按1.5。因此，回采工作麵所需風量Q采計算為：
Q采=1.5×1.18×215×104/（330×24×60×60×0.01）=13.35（m3/s）
b．按工作人員數量驗算風量
回采工作麵最大班工作人數為28人。
Q采=4×28/60=1.87（m3/s）
考慮到2號煤厚綜采工作麵實際產量提高及瓦斯湧出量增加的可能，並參照霍煤集團生產礦井回采工作麵的配風情況，確定2號煤厚煤層綜采工作麵配風量為30m3/s。
c．按風速驗算風量
2號煤層回采工作麵平均有效斷麵為11.1m2，則回采工作麵風速為2.7m/s，小於《煤礦安全01manbetx 》規定的回采工作麵最高風速（4m/s）要求。
考慮到後期一采區采完後上、下組煤搭配開采，井下布置1個上組煤薄煤層回采工作麵和1個下組煤11號煤層回采工作麵。即屆時需增加1個薄煤層工作麵，其配風量按20m3/s考慮。回采工作麵接替時期的備用工作麵風量，按上述回采工作麵實際需風量的50％計算，分別為15m3/s和10m3/s。
則：ΣQ采前期＝30＋15＝45m3/s
ΣQ采後期＝30＋20＋15＋10＝75m3/s
(2) 掘進工作麵風量（ΣQ掘）計算
設計礦井移交時（前期），井下共配備了4個掘進工作麵，其中2個為大巷普掘工作麵，2個為工作麵順槽及采區準備巷道綜掘工作麵。礦井後期增加了2個薄煤層順槽綜掘工作麵。各掘進工作麵均配備2台FBD№6.3型對旋軸流式局部通風機通風，風量10m3/s。
按局部通風機吸風量計算：
Q掘＝Qf×I×kf
式中：Qf——掘進麵局部通風機額定風量，m3/s；
I——掘進麵同時運轉的局部通風機台數，台；
Kf——為防止局部通風機吸循環風的風量備用係數，取1.5。
Q掘＝10×1×1.5＝15m3/s
a．普掘麵按炸藥使用量驗算風量：
Q掘＝Aj×b/(t×c)
Aj——掘進麵一次爆破所用的最大炸藥量，20Kg
b——每公斤炸藥爆破後生成的當量CO的量。取0.1m3/Kg
t——通風時間 取20min
c——爆破後允許工人進入的CO濃度取0.02%
則：Q掘＝20×0.1/20/0.02%=500m3/min=8.3m3/s
b．按工作人員數量驗算風量
掘進工作麵最大班工作人數為15人，按每人每分鍾供給風量不得少於4m3，則：
Q掘=4×15/60=1.00（m3/s）
考慮到礦井後期井下需增加2個順槽及采區準備巷道綜掘工作麵。則：
ΣQ掘前期=15×4=60m3/s
ΣQ掘後期=15×6=90m3/s
(3) 獨立通風硐室（ΣQ硐室）計算
井下單獨通風的硐室為井下爆炸材料庫、蓄電池充電、變流及檢修硐室、采區變電所，各配風3m3/s。則：
ΣQ硐室前期=3×2=6m3/s
ΣQ硐室後期=3×3=9m3/s
(4) ΣQ其它的確定
其它用風地點所需風量，考慮巷道維護和最低風速的要求，按以上各用風地點需風量之和的5%計算。則：
ΣQ其它前期=（ΣQ采+ΣQ掘+ ΣQ硐室前期）×0.05
=(45+60+9)×0.05
=6m3/s
ΣQ其它後期=（ΣQ采+ΣQ掘+ ΣQ硐室後期）×0.05
=(75+90+12)×0.05
=9m3/s
根據以上計算，礦井總風量為：
Q礦前期=（ΣQ采前期+ΣQ掘前期+ΣQ硐室前期+ΣQ其它前期）×K
=（45+60+9+6）×1.25
=150.0m3/s
Q礦後期=（ΣQ采前期+ΣQ掘後期+ΣQ硐室後期+ΣQ其它後期）×K
=（75+90+12+9）×1.25
=232.5m3/s，取240m3/s。
5.2.4.2 風量分配
礦井總風量按井下各工作用風地點需風量進行分配，其餘風量為漏風和其他風量，礦井風量分配見表5.2-1。
礦井初期風量分配表
表5.2-1
序
號 用風地點 前期（移交投產） 後期
數量
（個） 配風標準
（m3/s） 供風量
（m3/s） 數量
（個） 配風標準
（m3/s） 供風量
（m3/s）
1 厚煤層回采工作麵 1 30 30 1 30 30
2 薄煤層回采工作麵 1 20 20
3 接續工作麵 1 15 15 2 15/10 25
4 順槽綜掘工作麵 2 15 30 2 15 30
5 大巷普掘工作麵 2 15 30 2 15 30
6 井下爆炸材料庫 1 3 3 1 3 3
7 蓄電池機車檢修、充電硐室 1 3 3 1 3 3
8 采區變電所 1 3 3 2 3 6
9 漏風及其他 36 90
合計 150 240

5.2.4.3 礦井通風負壓及等積孔計算
1．礦井通風負壓
礦井移交投產時開采上組煤一采區，為礦井最小負壓時期。在工業場地回風立井服務範圍內，開采上組煤三、四采區時為其最大負壓時期。
礦井通風負壓：h=h摩+h局
式中：
h摩——井巷摩擦阻力，Pa
h局——局部阻力，取h摩的10%
井巷摩擦阻力按下式計算：
h摩=9.8α×L×P×Q2/S3
式中：
α——摩擦阻力係數，(kg·S2/m4)
L——井巷長度，m
P——井巷淨周長，m
Q——通過井巷的風量，m3/s
S——井巷淨斷麵積，m2
礦井通風負壓計算和風量分配是利用計算機通風計算程序進行計算的。計算機根據用風地點需要的風量和每段巷道中的風阻，對巷道中的風量進行分配試算，經過若幹次疊代計算後，使每條風路中的通風阻力趨於平衡，在計算結果的基礎上，再加10%的局部阻力，計算出礦井的通風負壓。
根據計算結果，礦井各時期的風量和通風負壓為：
礦井移交投產時，回風立井風機風量Q＝150m3/s，負壓h＝1184.37Pa。最大負壓時回風立井風機風量Q＝240m3/s，負壓h＝2877.88Pa。
2．礦井通風等積孔
礦井通風等積孔按下式計算：
A=1.19×Q/
式中：A——礦井通風等積孔，m2；
Q——礦井風量，m3/s；
h——通風負壓，Pa。
礦井各通風時期的等積孔計算結果見表5.2-1。從等積孔大小（均大於2m2）可以看出，礦井為通風容易礦井。
礦井風量、負壓及等積孔一覽表
表5.2-1
風井名稱 最小負壓時期 最大負壓時期
風量
（m3/s） 負壓
(Pa) 等積孔
(m2) 風量
（m3/s） 負壓
(Pa) 等積孔
(m2)
回風立井 150 1184.37 5.17 240 2877.88 5.32

5.2.5 通風設施、防止漏風和降低風阻的措施
5.2.5.1 通風設施
設計采用的通風設施有風門、調節風門、風牆、風橋和風簾等。其結構及設置簡述如下：
1．風門
分為常閉、常開兩種，木製。常閉風門設在進、回風巷之間，用於隔斷風流和便於行人、檢修等；常開風門用於反風，安設在采煤工作麵順槽、掘進巷道入口附近，當工作麵需要進行反風時將其關閉，並相應打開有關常閉風門。
2．調節風門
木製，用於調節通過巷道的風流大小，安設在獨立通風硐室的回風通道、大巷、工作麵順槽等需要調節風流的巷道中。
3．風牆
分為永久風牆和臨時風牆兩種，用於隔絕風流。永久風牆用實心混凝土塊或磚塊砌成，砂漿抹縫，在進風巷一側牆麵抹砂漿，主要設在大巷和進、回風巷之間的橫貫中。臨時風牆用空心混凝土塊或磚塊砌成，不需砂漿抹縫，但要在進風流巷一側牆麵抹砂漿，也可用塑料苯板噴化學凝膠製成，主要設在綜采工作麵進風和回風順槽之間的橫貫和掘進工作麵巷道中。若風牆中部去掉混凝土塊，安上門，其構築物稱為人行門，人行門向進風側開啟。
4．風橋
主要用於進、回風巷相交處，回風巷從進風巷上方通過時形成風橋，進風風流不泄露。當均為進風巷的膠帶順槽和輔助運輸大巷相交時，也要設置風橋，但此時為運輸所要求。風橋上方巷道采用錨噴支護，下方巷道兩側牆為混凝土澆築，其頂部為配有工字鋼梁的混凝土板，為防止漏風，在混凝土板上方填0.5～1.0m厚的黃土。對於服務時間不長，上方巷道僅作回風使用的風橋，其下方的巷道兩壁可用空心混凝土塊砌成，壁麵抹砂漿，頂部覆蓋經防腐處理後的波紋薄鋼板。
5．風簾
采用不燃性材料製作，主要設在掘進工作麵有關巷道，用於疏導風流。
5.2.5.2. 防止漏風和降低風阻的措施
為了使礦井通風係統穩定可靠，保證風流按擬定路線流動，根據開拓布置和井下用風的要求，在必要地點設置通風構築物，並要求加強管理和維護，以確保礦井安全生產。
1．對不允許風流通過，也不需要行人、行車的進、回風巷道之間的聯絡巷道，要設置永久擋風牆。
2．對采空區及廢棄巷道要及時封閉，並應經常檢查密閉效果。
3．在行人或行車而又不允許風流通過的巷道中，應設置風門，並對風門進行遙控和集中監視。為避免風門開啟時風流短路，在同一巷道內應設置兩道風門，並禁止兩道風門同時打開。
4．為防止礦井在反風時風流短路，在主要風路之間的風門應增設二道反向風門。
5．主要進、回風巷道，砌壁或錨噴表麵應盡量平整光滑，並保持巷道整潔，不亂堆放雜物，以降低巷道風阻和減少局部阻力。
6．對於損壞或變形較大的巷道要及時修複，清除堵塞巷道，以保證通過的有效風量和減少通風阻力。
7．通風設施要完備，對於不合格的地方要及時修補更換，以防風流短路等不良後果發生。
8．設置專職人員對礦井通風係統和通風設施按時進行檢查和維修。
9．建立完整的通風係統管理製度。

5.3 安全

5.3.1 預防瓦斯和煤塵爆炸的措施
5.3.1.1 預防瓦斯爆炸的措施
根據臨近礦井資料及本礦井瓦斯湧出量預測，幹河礦井應屬於低瓦斯礦井，一般情況下瓦斯不會對礦井造成大的危害。但由於本礦井煤層埋深較大，實際瓦斯湧出量可能比預測值增大，為保證礦井安全生產，在生產中應加強瓦斯監測，杜絕瓦斯02manbetx.com 。
預防瓦斯爆炸的根本措施是防止瓦斯的積聚和引燃，礦井投產後，應建立嚴格的通風管理製度，特別應注意以下措施：
1．嚴格執行瓦斯檢查製度，巷道揭露煤層時，要按照《煤礦01manbetx 》采取必要的瓦斯預防措施。
2．加強采掘工作麵的通風，采煤工作麵和掘進工作麵應按設計要求保證足夠的風量，在通風風路中設置適當數量的風牆、風橋及風簾，可以有效地控製風流、風量分配和減少漏風，提高通風效率。
3．對廢巷、停工停風的盲巷及采空區要即時封閉。
4．處理好工作麵上隅角、采空區邊界、采煤機附近和頂板冒落空洞內、低風速巷道頂板附近、停風的盲巷等局部積聚的瓦斯，防止瓦斯濃度超限。
5．嚴禁將易燃物品和點火器具帶入井下，禁止井下及井口房使用明火。
6．采煤機割煤時，如遇夾石或切割頂底板時，在開機前應測定工作麵瓦斯濃度，使之不超過《煤礦01manbetx 》允許值，避免切割岩石時產生火花引起瓦斯爆炸。
7．井下爆炸材料的使用和操作工藝流程必須遵守《煤礦01manbetx 》的有關規定。
8．井下掘進工作麵的局扇和電氣設備都必須安設風、電閉鎖裝置。
9．井下各電氣設備在啟動前必須先進行瓦斯檢查，嚴禁帶電檢修電氣設備。
10．采掘工作麵位置發生變化時，應及時調整通風係統，增加必要的通風構築物，以保證工作麵有合理的通風係統。
11．加強地麵及井下煤倉通風，防止煤倉上部瓦斯積聚。

5.3.2.1 預防煤塵爆炸的措施
井下煤塵主要是采煤和掘進煤巷時產生的，另外在各煤倉下口裝載點，膠帶輸送機轉載處，以及井下煤炭運輸過程中也會產生揚塵。
為防止煤塵爆炸和爆炸後範圍進一步擴大，要求采取“預防為主”的綜合防塵措施：
1．綜采工作麵進行煤層預注水，使煤體保持濕潤，以減少開采時的煤塵飛揚。設計為井下各回采工作麵配備有煤層注水鑽機和煤層注水泵。為使注水能充分滲透煤層，且避免與回采工作麵相互幹擾，需超前工作麵55～100m進行。
2．采煤機和掘進機采用內外噴霧係統，大巷普掘工作麵采用濕式打眼、放炮噴霧等措施，預防粉塵產生。
3．采掘工作麵、運煤轉載處、煤倉上口等易產生粉塵的地點設置噴霧降塵裝置，以控製其揚塵，降低粉塵濃度。
4．在采煤工作麵回風順槽、采區回風巷、回風大巷及膠帶輸送機大巷中設置風速傳感器，監測各巷道風速，嚴格控製風速超限。
5．經常檢測風流中的粉塵含量，定期清掃和衝洗巷道周壁，防止粉塵過量積聚或飛揚。
6．采區回風巷、掘進巷道、主要回風大巷都必須安裝風流淨化水幕，水幕霧化要好，能封閉全斷麵。
7．按規定設置隔爆設施，隔爆水棚的設置地點、數量、水量及安裝質量都必須符合規定要求，預防爆炸範圍擴散。
5.3.3 預防井下火災的措施
礦井火災分為內因火災和外因火災。由於煤炭氧化自燃而產生的火災屬礦井內因火災，由於井下放炮、電流短路、摩擦及其它明火等引起的火災屬外因火災。本井田在5個鑽孔中對可采煤層做了煤的自燃傾向性試驗，其結果各煤層屬不易自燃煤。但在煤炭開采過程中，隱患是隨時存在的，一定要提高防火意識，應采取防範措施，防止火災發生。因此，井下火災危害要采取“預防為主，消防並舉”的基本原則，具體措施如下：
1．內因火災預防措施
（1）提高工作麵回采率，盡量減少采空區浮煤；
（2）回采工作麵順槽采用沿空掘巷，盡量少留煤柱；
（3）工作麵采用後退式回采，減少采空區漏風；
（4）采用綜合機械化采煤設備，工作麵推進速度高，在時間上、空間上減少煤炭的氧化；
（5）工作麵回采結束後要及時進行封閉，並采取均壓、堵漏等措施，盡量減小采空區漏風。必要時采取反風措施。
（6）調節風門、風門、風牆和風橋等通風設施，應設置在圍岩堅固，地壓穩定的地點；
（7）采取措施，降低采區進回風巷之間、區段進回風巷兩端的負壓差，以減少漏風。
2．井下外因火災預防措施
（1）按《煤礦01manbetx 》有關規定設置井下消防材料庫，按規定配備消防列車、滅火材料與器材；
（2）井下主要機電設備硐室設置防火門或防火柵欄兩用門；
（3）禁止一切人員攜帶煙草和點火工具下井，井下及井口房內一般不準進行焊接作業，如必須進行，應按《煤礦安全規程》的有關規定進行；
（4）正確選擇和合理使用電氣設備，加強維護，保證輸電線路完好，設備正常運轉，防止發生02manbetx.com ；
（5）井下所有帶式輸送機托輥的非金屬材料零部件和滾筒的包膠膠料，其阻燃性和抗靜電性必須符合MT113-83《煤礦井下非金屬製品安全性能檢驗規範》的規定，以防止其運行和打滑過程產生的熱量積聚發生燃燒，以及靜電積聚引爆瓦斯。井下膠帶均選用阻燃抗靜電膠帶，其性能符合MT668—1997標準的要求；
（6）在膠帶輸送機機頭及機尾硐室設火災報警及灑水裝置，並裝設煙霧探頭與礦井安全監測監控係統聯接；
（7）各膠帶輸送機巷和輔助運輸大巷均鋪設消防管路，每隔一定距離設有消防水龍頭。

5.3.4 井下水災預防措施
根據本井田地質勘探報告，本井田各可采煤層皆位於奧灰岩溶水水位之下，礦井開采1、2號煤層的直接充水含水層為頂板K8砂岩含水層，該含水層富水性弱，由於埋藏深，補給條件較差，在無斷裂構造影響下，對礦井開采充水影響不大。底板奧灰岩溶突水係數在安全範圍之內，在無構造溝通情況下開采是安全的，水文地質條件屬簡單類型；對於開采下組煤層有充水影響的主要為頂板K2石灰岩充水含水層，富水性弱，底板間接充水含水層奧灰岩溶水，富水性以弱為主，埋藏深，徑流較差，但存在著底板突水危險，在采取疏水降壓的措施下，正常地段不會對礦井開采造成充水危害，水文地質條件屬複雜類型。
本井田地質構造屬簡單類型，但斷裂構造往往構成各種充水水源進入礦坑的直接通道，使K2與O2含水層通過斷層發生水力聯係或通過斷裂破碎帶直接湧入坑道，使礦坑發生突水02manbetx.com 。因此，在開采時要引起足夠的重視，特別是靠近下團柏斷層危險性較大，因為斷層外側是岩溶發育的奧灰含水層，富水性強，水壓大，將有可能產生重大突水02manbetx.com 。
本井田勘探未發現陷落柱，但並不排除陷落柱的存在，陷落柱與K2含水層貫通或底板突水將給礦井開采煤層造成威脅。因此，在礦井開采中，注意超前防範陷落柱給礦井造成危害。
根據上述井田水文地質條件及礦坑充水因素03manbetx ，設計在開拓及采掘過程中采取以下防治水措施：
1、在礦井建設和生產期間要進一步加強水文勘探工作，查明斷層及陷落柱的導水性，建立完善的井下水文觀測係統，加強水文地質研究，進一步摸清水文地質條件，切實掌握水文地質資料及其規律，為防治水提供科學依據，做到有針對性的防治。
2、對於落差較大的斷層如井田北部的下團柏斷層、F1斷層和南部的下張端斷層要嚴加控製，開采時留足煤柱，對於設計確定的斷層煤柱尺寸，在礦井建設與生產中，應視斷層導水性及具體水文條件相應調整，以策安全。
3、掘進工作麵均配備探水鑽機，當掘進工作麵接近斷層時，必須打超前鑽孔進行探水，做到有疑必探，先探後掘，並采取防治水措施。如果前方有水，應超前預注漿封堵加固，要對照煤礦安全規程，預先建築防水閘門或采取其它防治水措施，並製定詳細的抗災預案。
4、井下一、二水平副井井底車場設計中央水倉，設計有主、副水倉，當一個水倉清理時，另一個水倉正常使用。水倉要定期清理，保證設計的有效容量。
5、在主排水泵房和變電所硐室通道內設有密閉門，要保證開閉正常使用。
6、在每個采區（工作麵）內均配備有排水設備。
7、為了防止鑽孔溝通第四係和各含水層，在回采（掘進）工作麵接近鑽孔前，應嚴格檢查封孔質量。對於未完全封閉或封閉不合格鑽孔，應采取相應措施防止通過鑽孔導水，湧入井下。
8、在進行井筒施工時，表土段要采用降水小井配合板樁法或工作麵置換注漿等方法施工，基岩含水層和基岩風化帶含水層要采用工作麵注漿或地麵預注漿等方法進行施工。特別是主、副井井底距奧灰很近，井筒施工受奧灰突水威脅。因此，井筒施工時必須編製安全施工方案，並經有關部門同意後再進行施工，確保井筒施工安全。
9．礦井移交時井下在＋80m水平井底車場兩側的輔助運輸大巷、膠帶輸送機大巷及回風大巷分別設置防水閘門硐室。
5.3.5 礦壓顯現控製措施
本礦井井下采煤方法為走向長壁式采煤法，采用全部跨落法管理頂板。片幫冒頂易發生在采掘工作麵。掘進工作麵放炮後，巷道圍岩鬆動，支護不及時時，往往頂板和兩幫矸石容易掉落。綜采工作麵主要是上、下端頭受集中應力的作用，煤層頂板和煤壁鬆動，易發生冒頂和煤壁片幫。
（1）回采工作麵配備KJ216型煤礦頂板動態（壓力）監控係統，嚴密監視回采工作麵頂板壓力的變化，總結其顯現規律；
（2）安排有經驗的工人維護采煤工作麵端頭，設計配備單體液壓支柱和金屬鉸接頂梁加強工作麵順槽超前支護；
（3）經常維修液壓支架的護幫板；
（4）盡量減小采掘工作麵空頂距，並要及時支護；
（5）嚴格執行“敲幫問頂”製度，及時發現事故征兆；
（6）在采高比較大的地段應注意對煤壁的維護，防止片幫。
5.3.6 礦井安全出口
礦井共布置有主立井、副立井、回風立井三個井筒，其中，主立井、副立井及副井梯子間為礦井安全出口，另外回風井布置梯子間作為礦井反風時安全出口。
5.3.7 自救器及安全儀表的配備
5.3.5.1 井下安全監測係統
礦井安全監控係統主要是監測生產環境的瓦斯濃度、一氧化碳濃度、風速、負壓、溫度、煙霧、風門狀態、風筒狀態、局部通風機開停、主要通風機開停、實現瓦斯超限聲光報警和斷電以及風電瓦斯閉鎖控製等，可以對全礦井安全、生產的主要環節進行實時監測、監視和必要的控製，便於生產調度指揮，使礦井生產安全可靠，有效地預防和及時處理各種突發事故和自然災害。
本礦井設置一套KJ95N型安全生產監控係統。該係統由地麵中心站、網絡傳輸係統、智能分站、各種安全生產參數傳感器、斷電器、報警器、電力監測監控子係統等組成。井下監測儀器配置根據《礦井安全監監控係統及檢測儀器使用管理規範》（AQ 1029—2007）有關規定設置：
1．在采煤機和煤巷掘進機上均懸掛便攜式瓦斯檢測報警儀，對瓦斯濃度進行監測，實現超限斷電報警。
2．在所有的采煤、掘進工作麵、回風風流中設置瓦斯傳感器，以監測工作麵及回風順槽中的瓦斯湧出情況，當瓦斯濃度超限時，切斷工作麵及回風順槽中的機電設備電源。
3．在采煤工作麵回風巷、采區回風巷、回風大巷及膠帶輸送機大巷中設置風速傳感器，監測各巷道的風速、風量，嚴格控製風速超限。
4．井下各主要風門處設置風門開關傳感器，用於監測風門的開關狀態。
5．在膠帶輸送機機頭處和膠帶輸送機巷中設置煙霧和溫度傳感器，對膠帶輸送機進行監測，預防膠帶輸送機火災事故發生。
6．采掘工作麵、膠帶輸送機運煤轉載點、煤倉上、下口等處設置噴霧灑水裝置，實現噴霧灑水降塵。
7．在地麵主扇風硐內設置一套風壓、風速和瓦斯傳感器，連續監測全礦井的瓦斯濃度和風壓。
8．為保障井下工人身體健康及生命安全，為井下工人每人配備一台ZL—60型過濾式自救器，全礦井共配備800台。
9．設計采用在地麵集中設空壓機站敷設管道下井的供氣方案。從空壓機房沿副立井至井底的主幹管選用φ245×7的無縫鋼管；從副立井井底至一、二采區工作麵的分幹管分別選用φ219×6無縫鋼管。符合國家安監局有關井下設壓風自救係統的要求。
5.3.5.2 自救器配備
為保障井下工人身體健康及生命安全，為下井工人每人配備一台ZL—60型過濾式自救器，全礦井共配備800台。
5.3.7 礦山救護
霍州煤電集團公司現有救護大隊，兼有消防職能，位於公司所在地霍州市。幹河礦井距霍州市僅12km，故本礦井不設救護隊和消防站。
根據幹河礦井與霍州煤電集團有限責任公司應急救援中心簽訂的緊急救援服務協議書，本礦井發生重大事故後立即向霍州煤電集團有限責任公司總調度室和礦山救護大隊彙報，救護大隊在規定的時間內及時救援。