煤礦安全設施設計範例
第二章通風與安全
2.1概況
2.1.1瓦斯、煤塵、自燃、地溫等情況
寧城縣大城子鎮煤建綜合公司煤礦位於四龍頭溝礦區煤田中西部，北臨四龍村北山煤礦，南臨寧城四龍煤礦。該礦井為低瓦斯礦井，瓦斯湧出相對量CH4=3.03m3/t，絕對量CH4=0.28m3/min；二氧化碳湧出相對量CO2=3.68m3/t；絕對量CO2=0.34m3/min。煤塵具有爆炸性，煤層為自燃煤層。每百米地溫遞增2.9℃，屬正常遞增。
2.1.2地溫變化的預計和依據
根據四龍煤礦對深部開采的實際揭露，隨著煤層埋藏深度的增加，瓦斯含量沒有發生變化。該區按采礦許可證規定可采煤層距地表均在157m以內，地溫不會對開采造成危害。
2.2礦井通風
2.2.1礦山通風的任務
礦山生產過程中會產生大量有毒、有害氣體和粉塵，礦岩中還能析出放射性和爆炸性氣體。此外，礦內空氣的溫、濕度也發生了變化。這些不利因素，對礦工的安全和健康造成極大的威脅。礦山通風的基本任務是，不斷地向作業地點供給足夠數量的新鮮空氣，稀釋和排出各種有毒、有害氣體、放射性和爆炸性氣體以及粉塵，調節氣候條件，確保作業地點良好的空氣質量，造成一個安全、舒適的工作環境，保證礦工安全和健康，提高勞動生產率。
為造成良好的礦山大氣環境，必須正確解決下列通風技術問題：
1.研究礦山有毒、有害、放射性及爆炸性氣體和粉塵的生成原因與分布規律，積極采取有效的消煙、排毒、降塵措施。
2.研究礦山氣候條件的變化規律，正確解決冬季防凍和深熱礦井的降溫問題。
3.研究礦山自然通風的規律，充分利用自然風流的有效作用，控製自然風流的不利影響。
4.正確確定礦山的總供風量和各作業地點所需的風量。
5.正確選擇礦井通風係統、通風網路結構和通風方法。
6.正確計算礦井通風阻力，合理確定礦井所需的通風動力。
7.隨著生產的發展變化，及時進行風量調節。
8.對礦山通風狀況進行檢查、測定，及時發現問題，解決問題。
2.2.2通風係統的設計原則
在設計礦井通風係統構建方案時，應嚴格遵循技術效果良好、運行安全可靠、基建費用和經營費用低以及便於管理的原則，即：
1.係統宏觀構建規劃合理，既有利於通風，又與礦井開采規劃、開拓方案相輔相成。
2.通風方式及壓力分布合理，有利於有毒有害氣體和粉塵排出與控製。
3.礦井供風量合理，既有一定餘量，又不過大浪費。
4.通風網路結構合理，能將生產要求的風量送到每一個工作麵，並將工作麵用過的汙風快捷地排除地表；井巷工程量少，通風阻力小，汙風不串聯。
5.分風調控簡便易行，分風均衡性、穩定性、可靠性好，有害漏風少，有效風量率和風速合格率高。
6.設備選型合理，安裝使用簡便，購置費低，運行效率高。
7.通風構築物和風流調節設施盡量少。
8.充分利用一切可用於通風的井巷和通道，使專用通風井巷工程量最小。
9.通風動力消耗少，通風費用低。
10.適應生產變化的能力強，現場應用和管理的難度不大，能夠管好、用好。
2.2.3通風係統設計應遵守的規定
1.每個通風係統必須構建一條以上與地表連通的進風道、一條以上與地表連通的回風道。同樣，每個采區必須構建一條以上與礦井進風部分相連的進風聯道、有一條以上與礦井回風部分相連的回風聯道。
2.進風部分不得受礦塵和有毒有害氣體汙染，風流的含塵濃度不得大於0.5mg／m³，氡濃度應小於3.7kBg／m³，氡子體潛能應小於6.4µJ／m³，超過時應采取降塵、降氡措施。其他有毒有害氣體濃度亦不能超過《地下礦通風規範》允許的範圍。
3.產塵量較大的箕鬥井和混合井應禁止作為進風井，已經作為通風井的箕鬥井或混合井，必須采取淨化措施，使風源含塵量達到上述要求。
4.主要回風井不得作為人行道，排出的汙風不得造成公害。
5.采場、二次破碎巷道應有正向貫穿風流，電耙司機應位於上風側，避免汙風串聯。
6.井下炸藥庫、油庫、充電硐室及破碎硐室等高危硐室必須設有直通礦井回風部分的獨立回風道。
7.不用的井巷及采空區，必須及時封閉。風牆閉、風門、風橋、風窗等通風構築物，必須嚴密和完好。
8.有效風量率、風速合格率應在60%以上。
9.《地下礦通風規範》要求主扇應有反風裝置，並保證發生火災時在10min內改變風向。可是從金屬礦實際來看，火災的性質與煤礦截然不同，盲目反風可能會擴大火災的範圍和危害，故應具體問題具體03manbetx ，慎重處理。
2.2.4通分係統選擇原則
1.礦井通風網路結構合理，嚴格遵循安全可靠，通風基建費用和經營費用之總和最低以及便於管理的原則；
2.內外部漏風少；
3.通風構築物和風流調節設施及輔扇要少；
4.充分利用一切可用的通風井巷，使專用通風井巷工程量小。
2.2.5通風係統的幾項具體規定
1.每個礦井和階段水平之間都必須有兩個安全出口。
2.進風井與工作麵的進風流的粉塵濃度不得大於0.5mg/m3。
3.主要回風井巷不得作人行道，井口進風不得受礦塵和有毒有害氣體汙染，井口排風不得造成公害。
4.礦井有效風量率應在60%以上。
進行通風係統選擇時，在滿足技術可行、保證安全可靠的前提下力求經濟合理。另外，隨著礦井生產的發展，若礦體賦存條件和開拓方法、采礦方法等發生變化時，應對通風係統進行調整。
5.實際需風量的計算及合理供風量的確定。
礦井通風係統的作用，在於供給井下工作麵必要數量的新鮮空氣，以稀釋並排除有毒有害氣體和粉塵，創造良好的勞動條件，保證井下人員的身體健康，提高勞動生產率。因此，正確計算需風量、合理確定供風量是礦井通風係統設計的主要環節，是進一步計算礦井通風阻力、選擇通風設備的重要基礎。
2.3礦山通風方式與通風係統的選擇
2.3.1通風係統簡述
本礦山為低沼氣礦井開采采用中央並列抽出式機械通風，抽出式通風方式具有漏風量小，通風管理簡單，既有利於對瓦斯的管理，又適應於井田走向長，開采麵積大的礦井，故礦井通風方式采用抽出式。
根據礦井的實際情況，礦井有主、副、專用井進風，風井排風。
新鮮風流從主、副、專用井流入，到達階段運輸巷內，再到達各采場和硐室，然後汙風流經回風巷道彙集到回風井排出礦井。因為專用行人井擔負礦井人員升降任務，風流不宜過大。在采掘礦體的容易時期時,風路較短,通風較容易，采用抽出式機械通風。在開采困難時期時,由於風路較長,風阻較大,所以采用機械抽出式通風加局扇的通風方式。
礦井通風係統從不同的角度可分為若幹種類型。根據係統格局，可分為統一通風、分區通風和單元通風三種類型。根據進風井與回風井的布置方式，可分為中央式、對角式及混合式三種類型。根據主扇的工作方式及井下壓力狀態，可分為壓入式、抽出式、壓軸混合式三種類型。根據風流的輸送與調控方式，可分為主扇-風窗、主扇-輔扇、多級機戰、單元調控、以及上述四種類型的不同組合。
2.3.2礦井通風方式的確定
礦井通風方式選用中央並列抽出式通風。在礦體一端設置主井和專用行人井，它們兼作進風井，在礦體另一端設置回風井，在回風井口設置主扇。通風路線是:新鮮風流從主井和專用行人井流經運輸石門到達階段運輸巷,再通到達采場,然後風流從礦塊一側流出,然後風流再流入達階段回風巷,最後經回風井流出地表。
2.4進風井、回風井的位置、形式及其功能
主力井、副井、專用行人井作為進風井，風井作為回風井。
主立井：井筒淨直徑3.0m，精通內設置2.0t單單箕鬥，擔負全礦煤炭提升及進風任務。
副立井：井筒淨直徑3.0m，井筒內設置帶GF型防墜器罐籠，擔負礦井材料、設備升降、矸石提升任務。
專用行人井：井筒淨直徑3.5m，井筒內設置帶GF型防墜器罐籠，擔負礦井人員升降任務，內設梯子間兼作安全出口。
風井井筒淨直徑2.5m，為專用回風井，內設梯子間兼作安全出口。
詳見表2.1。
表2.1井筒特征表
2.5降溫措施
2.5.1熱害因素
該區儲量詳查時，通過井巷和鑽孔的井溫測量，每百米遞增2.9℃，屬正常遞增，可采煤層距地表均在157米以內，地熱對開采沒有影響。
該礦井周圍沒有其他熱源，主要致熱因素為煤層自然氧化及設備散熱，因此熱能釋放比較穩定。
2.5.2降溫措施
機械通風降溫即可滿足礦井降溫需要。
2.6災害預防及安全裝備
2.6.1災害預防
1.預防沼氣和煤塵爆炸的措施；
2.預防井下火災的措施；
3.粉塵綜合防治；
4.預防井下水災措施。
2.6.2安全裝備
1.礦山救護
該礦礦山救護歸平煤救護大隊管轄範圍，因此，該礦不再設專職救護隊，應與平煤救護大隊簽訂救護協議，由平煤救護大隊負責救援工作。但建議成立輔助礦山救護隊，其編製不少於9人，按《01manbetx 》要求配齊所需救護裝備、儀器，接受救護中心的培訓和指導，完成一般類型的災害處理任務。
2.自救器配備
凡入井人員（包括管理人員）配備AZL-60型隔離式自救器，每人一台，計300台，按規定使用和保養。
2.7礦井通風風量計算
本礦井進行技術改造後，機械化程度高，生產集中，礦井所需風量采用分別計算法計算，並且必須取其最大值。
2.7.1按井下同時工作的最多人數計算
Q=4×N×K式（2.1）
式中：Q——礦井總供風量，m3/min；
N——井下同時工作的最多人數，55人；
4——每人每分鍾供風標準，m3/min；
K——礦井通風係數，取1.20。
Q=4×55×1.20=264.0m3/min
2.7.2按采煤、掘進、硐室等處實際需風量計算
Q礦＝（∑Q采＋∑Q備+∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）×K漏式（2.2）
式中：Q礦——礦井風量，m3∕s；
∑Q采——回采工作麵總配風量，m3/s；
∑Q備——備采工作麵總配風量，m3/s；
∑Q掘——掘進工作麵總配風量，m3/s；
∑Q硐——獨立通風硐室總配風量，m3/s；
∑Q其它——其它用風地點總配風量，m3/s；
K漏——礦井通風係數（包括礦井內部漏風和配風不均衡等因素），取1.2。
1.回采工作麵風量
礦井設計兩個回采工作麵，工作麵應按瓦斯湧出量、炸藥消耗量、同時工作的最多人數分別計算，取其中最大值，並用風速驗算。
（1）按瓦斯湧出量計算：
Q采=100×q采×Kc式（2.3）
式中：Q采——采煤工作麵需要風量，m3/min；
q采——采煤工作麵絕對瓦斯湧出量，m3/min（0.17m3/min）；
Kc——工作麵因瓦斯湧出不均勻的備用風量係數，取1.5。
Q采=100×0.17×1.5=25.5m3/min
有兩個回采工作麵：Q采總=25.5×2=51m3/min
（2）按炸藥消耗量計算回采工作麵的風量
Q采=25A式（2.4）
式中：Q采——工作麵所需風量，m3/min；
25——使用1kg炸藥的需風量；
A——每個采煤工作麵一次爆破使用的最大炸藥量，kg(2kg)。
經計算：
Q采＝25×2式（2.5）
=50m3/min
有兩個回采工作麵：Q采＝50×2=100m3/min
（3）按工作人數計算回采工作麵的風量
Q采=4N采式（2.6）
式中：Q采——采煤工作麵需要風量，m3/min；
N采——回采工作麵同時工作的最多人數，20人。（其中包括管理人員5人）。
Q采＝4×20＝80m3/min
有兩個回采工作麵：Q采＝80×2=160m3/min
取上述最大值：160m3/min
（4）按風速進行驗算
根據《煤礦安全01manbetx 》規定，回采工作麵最低風速0.25m/s，最高風速為4m/s的要求進行驗算。即回采工作麵風量應滿足：
15×S采≦Q采≦240×S采式（2.7）
式中：S采——采煤工作麵有效通風斷麵積，取最大和最小控頂距時有效斷麵積得平均值，取8.75㎡。
15×8.75≦Q采≦240×8.75
經驗算，131.25≦160≦2100，回采工作麵風量符合要求。
所以：回采工作麵總配風量∑Q采＝160m3/min。
2.備采工作麵風量的計算
備采工作麵的風量是回采工作麵風量的一半，所以：Q備采=80m3/min
3.掘進工作麵風量計算
全礦井配備兩個掘進工作麵，由於為低瓦斯礦井，故掘進工作麵按局部通風機技術特征配風。
（1）按瓦斯湧出量計算風量
Q掘=100×q掘×Kc式（2.8）
式中：Q掘——掘進工作麵需要風量，m3/min；
q掘——掘進工作麵絕對瓦斯湧出量，m3/min（0.17m3/min）；
Kc——工作麵因瓦斯湧出不均勻的備用風量係數，取1.5。
Q掘=100×0.17×1.5=25.5m3/min，
有兩個掘進工作麵：Q掘總=25.5×2=51m3/min
（2）按炸藥消耗量計算掘進工作麵的風量
Q掘=25A式（2.9）
式中：Q掘——工作麵所需風量，m3/min；
25——使用1kg炸藥的需風量；
A——每個掘進工作麵一次爆破使用的最大炸藥量，kg(1.5kg)。
經計算：
Q掘＝25×1.5
=37.5m3/min
有兩個掘進工作麵：Q掘＝37.5×2=75m3/min
（3）按工作人數計算
Q掘=4N掘式（2.10）
式中：Q掘——掘進工作麵需要風量，m3/min；
N掘——掘進工作麵同時工作的最多人數，單位：8人（其中包括管理人員3人）。
Q掘＝4×8＝32m3/min
有兩個掘進工作麵：Q掘＝32×2=64m3/min
（4）按局部通風機實際風量計算
掘進工作麵配備BKJ66-11NO4.0型局部扇風機通風，額定功率為5.0kw，額定風量為120-210m3/min，全風壓為800-1500Pa。其風量取其較大值180m3/min；
掘進工作麵風量計算公式如下：
Q掘＝Qf×I×kf式（2.11）
式中：Qf——局部扇風機額定風量，取180m3/min；
I——掘進工作麵同時運轉的局部通風機台數，取1；
kf——為防止局部通風機吸循環風的風量備用係數，取1.3。
經計算Q掘＝180×1×1.3=234m3/min
有兩個掘進工作麵：Q掘＝234×2=468m3/min
取上述最大值：Q掘＝468m3/min
（5）按風速進行驗算
掘進工作麵按岩巷最低風速0.15m/s，最大風速4m/s進行驗算；煤巷、半煤岩巷按最低風速0.25m/s、最大風速4m/s進行驗算。
按最低風速驗算各個岩巷掘進工作麵最小風量：
Q掘≥60×0.15×S掘=60×0.15×7.3=65.7m3/min式（2.12）
煤巷或半煤岩巷掘進工作麵最小風量：
Q掘≥60×0.25×S掘=60×0.25×10=150m3/min式（2.13）
按最高風速驗算各個掘進工作麵最大風量：
Q掘≤60×4×S掘=60×4×10=2400m3/min式（2.14）
經驗算，150≤Q掘＝468≤2400，掘井工作麵風量符合要求。
所以：掘進工作麵總配風量∑Q掘＝468m3/min。
4.獨立通風硐室風量
井下獨立通風硐室主要有：中央水泵房及配電室、水倉、等候室、消防庫，以上硐室配風量均為90m3/min。
∑Q硐＝90×4＝360m3/min。式（2.15）
5.其它用風地點總配風量
其它巷道需風量，按∑Q采、∑Q掘、∑Q備、∑Q硐之和的5%取值
∑Q其它＝（∑Q采+∑Q備+∑Q掘+∑Q硐）×5%式（2.16）
=（160+80+468+360）×5%
=53.4m3/min
6.礦井總需風量
Q礦＝（∑Q采＋∑Q備+∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）×K漏式（2.17）
＝（160+80+468+360+53.4）×1.2
＝1345.68m3∕min，取整為1346m3∕min,即22m3∕s。
2.8風量分配
2.8.1風量分配的基本原則
1.按照所計算的回采、備用、掘進工作麵、各種硐室和其他工作麵需風量分配。
2.井下炸藥庫、充電硐室、破碎硐室和主溜井的回風流應直接引入總回風道內，其他硐室的回風可重新使用。采掘工作麵和其他工作麵一般均不應串聯通風。
3.各用風點、井巷的風速必須符合《礦山01manbetx 01manbetx 》關於最大和最小風速的規定。
4.風量分配應符合通風網的風阻條件，除風網各用風點按需分風外，進風網和回風網應通過解算風網開分配風量。
2.8.2風量的分配
1.兩個獨立通風的采煤工作麵分別配風量4m3/s；
兩個獨立通風的掘進工作麵分別配風量3m3/s；
泵房及配電室、水倉配風量2.0m3/s；
等候室配風量2.0m3/s；
消防庫配風量2.0m3/s；
副井井筒配風量2.0m3/s。
2.主井進風量18.0m3/s，行人立井和副井分別進風量分別為2.0m3/s。
3.通風立井排風量為22m3/s。
經驗算，各用風地點的風量和風速均滿足《煤礦安全01manbetx 》的要求，能保證井下各處瓦斯濃度、有害氣體濃度不超過《煤礦安全規程》的規定。
2.9礦井通風阻力的計算
礦井通風總阻力等於礦井通風摩擦阻力與局部阻力之和，礦井通風摩擦阻力等於礦井最長通風線路中各井巷通風摩擦阻力之和，礦井局部阻力設計取礦井通風摩擦阻力的10％。本設計礦井通風阻力按通風容易時期和困難時期分別進行計算。
2.9.1通風容易時期通風阻力的計算
各井巷的通風摩擦阻力采用下列公式計算：
式中：hi——各井巷的通風摩擦阻力，Pa；
α——各井巷的通風摩擦阻力係數，；
L ——各井巷的巷道長度，m；
P ——各井巷的巷道淨周長，m；
Q——通過各井巷的風量，m3/s；
S——各井巷的巷道淨斷麵積，m2。
表2.2 礦井通風容易時期阻力計算表
第三章排水係統
3.1水文地質
3.1.1區域水文地質概況
礦區由中、新生界地層組成低山丘陵地形，海拔高度699.4—618米，以剝蝕、坡積洪積、衝積地形為特征。
剝蝕堆積、坡積、衝洪積作用形成大麵積第四係黃土狀亞砂土和礫石層，分布廣泛，厚度變化較大，由0.3-15米不等。
礦區附近較大河流昆都河不斷侵蝕下切，地殼穩定上升，河床逐漸下降，形成了I級超河漫灘階地，標高為572—578米。河流從礦區北西側由南西向北東流過。
3.1.2水文地質特征
一九七四年，昭盟第一地質大隊進行1/5萬水文地質測量時，將該區劃為山前坡地含水性均勻亞區中的微弱富水亞區和山地基岩含水性不均勻區。現將礦區水文地質特征敘述如下：
1.第四係孔隙潛水弱含水層
該含水層埋藏於上更新統坡積黃土狀粘土、亞砂土之下，主要分布於山麓及丘陵坡下的坡積、洪積砂礫及亞砂土夾礫石層。該層在本區的厚度0.3—1.5米，最大不超過2.0米，水位2.35—4.2米，滲透係數2.58米/晝，民井水量微弱，大約每小時50—100公升。
2.白堊係礫岩砂岩孔隙承壓弱含水層
分布於69、70、77、79號孔以北，該含水層由黃白色、灰色礫岩、粗、細、中砂岩組成，底部為深色細砂岩，礫岩大部分膠結不好、鬆散。厚度6—140米，平均厚度56米，該層上部透水、下部含水。
3.侏羅紀煤係孔隙裂隙承壓弱含水層
該含水層由灰色—深灰色粗、中、細、粉砂岩組成，含少量礫岩層。該層在礦區內厚度46—193米，平均厚度123米，岩石膠結較差。據昭盟第一地質大隊資料，毛家窩鋪—陳家窩堡一帶，為一平緩向斜構造，軸向為NE—SW，因此含水層富水較弱，根據目前井下排水資料，礦井湧水量為30—70M3/h，雨季水量稍大，旱季水量稍小，屬弱含水層。
4.隔水層。上更新統黃土狀亞砂土和中更新統亞粘土普遍沉積，透水性微弱，含水量小，一般厚度0.27—15米，最大厚度20米，相對為隔水層。
5.斷層水。詳查和開采坑道查明，本區無大斷層，岩石中隻存在小裂隙，所見斷層落差0.3—3.1米，皆為正斷層，斷層為無滴、淋水現象存在。
3.1.3礦井充水因素
在正常情況下，礦井的主要充水因素為煤係地層砂、礫岩、泥岩孔隙裂隙水，大氣降水通過第四係亞砂土、亞粘土以及基岩煤係露頭和裂隙向井下滲透。屬二類一型即以裂隙充水為主的水文地質條件簡單的礦床。
3.1.4生產礦井湧水量
根據礦井多年資料的調查，生產礦井水量不大，正常湧水量30m3/h，雨季最大湧水量70m3/h，但要特別注意5-1采空區及鑽孔透水淹井。
3.1.5礦山給水
本礦井田位於大城子鎮四龍村，四龍村已有供水係統，且水量豐富，水質合格。因此本設計采用四龍村的供水係統，作為工業場地的生活、生產及消防用水。
3.2泵房、水倉
在專用行人井井底附近設中央水泵房、配電室、水倉、等候室等。
水倉設在專用行人井底附近，設主、副兩個水倉，以便一個水倉清理時，另一個水倉能正常使用。
水倉容量：Q＝8(Q1+Q2)＝8（30+5）＝280m3式（3.1）
式中：Q－8小時正常湧水量m3。
Q1－礦井的正常湧水量30m3/h。
Q2－灌漿澄清水回收量5m3/h。
水倉淨斷麵：6m2，主水倉長度為48m，另設一條副倉與主倉長度相同。
水倉采用JD－11.4調度絞車牽引0.75m3翻鬥礦車清理。
3.3排水設備、水泵選型
3.3.1設計依據
1.礦井正常湧水量：30m3/h；
2.礦井最大湧水量：70m3/h；
3.灌漿水回流量5m3/h；
4.立井垂深：131m。
3.3.2水泵的選型
1.水泵的最小排水能力的確定：
第四章瓦斯突出防治
礦井瓦斯是賦存在井下煤層中的而受采動影響釋放到開采空間的有害汽體的總稱，空氣中瓦斯含量過高時，氧濃度降低會使人窒息，條件具備時，瓦斯可燃燒、爆炸，是礦井五大災害之一（粉塵、為災、水災、頂板、瓦斯）。瓦斯災害的治理是礦井生產的一項重要任務。
4.1自然條件
4.1.1瓦斯的性質及賦存
1.礦井瓦斯的概念
礦井瓦斯是井下有害氣體的定稱，它的主要成份是沼氣（甲烷），占總量的90%以上，因此瓦斯的概念正常單獨指甲烷。
礦井瓦斯來自煤層和煤係地層，它的形成經曆了兩個不同的時期，以植物遺體到形成泥炭，屬於生物化又學造氣時期，以竭煤，煙煤到無煙煤，屬於變質作用的造氣時期。由於在生物化學作用造氣時期泥炭的埋芷較淺，覆蓋層的膠潔固化也不好，因此生成的氣體通過滲透的擴散很容易排層到大氣中，一般不會保留在煤層內。現在煤層中的瓦斯，僅是變質作用生成的氣體總量的3%—24%。
2.礦井瓦斯的基本性質
（1）瓦斯是無色、無味、無嗅的氣體。
（2）在標準確性狀態下密度的0.716/m3,比空氣輕，其與空氣的相對密度為0.554。
（3）擴散性強，擴散速率是空氣的1.34倍。
（4）瓦斯無毒，但空氣中瓦斯濃度的增高會導致氧濃度的降低，從而使空氣量具有的窒息性。
（5）瓦斯具有燃燒和爆炸的性質。
（6）瓦斯微溶於水0.1013Mpa和20℃時的溶解度為3.5%.
3.瓦斯的賦存狀態
（1）瓦斯在煤層及圍岩中的賦存狀態為兩種，一種是遊離狀態，另一種是吸附狀態。
遊離狀態。這種狀態的瓦斯以自由氣體狀態存在於煤層或圍岩的孔洞之中，其分子可自由運動。處於承壓狀態。
吸附狀態。吸附狀態的瓦斯按照結合形式不同，又分為吸著狀態和吸收狀態。吸著狀態是指瓦斯被吸著在煤體或岩體微孔表麵，在其表麵的形成瓦斯薄膜；吸收狀態指瓦斯被溶解於煤體中，與煤的分子相結合，類似於氣體溶解於液體的現象。
煤體中瓦斯存在的狀態不是固定不變的，而是處於動平衡狀態，當條件發生變化時這一平衡就會被打破。由於壓力增高或溫度降底使一部分遊離瓦斯轉化為吸附，瓦斯的現象叫做瓦斯吸附，由於壓力降低或溫度升高使一部分吸附瓦斯轉化為遊離瓦斯的現象叫做瓦斯解吸。
（2）瓦斯在煤層中的垂直分布帶。在漫長的地質年代中變質作用過程中生成的瓦斯在其壓力差與濃渡差的作用下，不斷向大氣中運移，而地表空氣通過滲透和擴散也不斷向煤層深部運移，這就導致沿煤層垂深出現了特征明顯的4個帶，即CO2—N2帶N2帶,第Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ帶稱瓦斯風化帶，第Ⅳ帶稱瓦斯帶。
表4.1煤層瓦斯垂直分帶組分表
確定瓦斯風化帶和瓦斯的深渡很重要的，因為在瓦斯帶內，煤層中瓦斯含量，瓦斯壓力，以及在開采條件變化不大的前提下瓦斯出量都隨深度的增加而有規律的增大，研究這些規律及影響因素，是防止礦井瓦斯災害的基本工作之一。
經測定：本礦處在瓦斯風化帶。
4.1.2礦井瓦斯等級及等級鑒定
1.礦井瓦斯等級的劃分
《規程》規定，礦井瓦斯等級，根據礦井相對瓦斯湧出量，礦井絕對瓦斯湧出量和瓦斯湧出形式劃分。
（1）低瓦斯礦井
礦井相對瓦斯湧出量小於或等於10m3/t；且礦井絕對瓦斯湧出量小於或等於40m3/min。
（2）高瓦斯礦井
礦井相對瓦斯湧出量大於10m3/t，礦井中絕對瓦斯湧出量大於40m3/min。
（3）煤與瓦斯突出礦井
一個礦井中另要有一個煤（岩）層發現瓦斯，該礦井即為瓦斯礦井。瓦斯礦井必須依照礦井瓦斯等級進行管理。
每年必須對礦井進行瓦斯等級和二氧化碳湧出量的鑒定工作，報省煤炭管理部門審批。並報省煤礦安全監察機構備案。
根據本礦提供《2004年瓦斯鑒定結果的報告》得知，瓦斯相對湧出量3.03m3/t，絕對湧出量0.28m3/min，等級鑒定為低級。
2.礦井瓦斯等級鑒定
（1）鑒定條件
礦井瓦斯等級的鑒定工作應在礦井正常生產條件下進行。
（2）鑒定時間
根據礦井生產和氣候的變化規律選擇瓦斯湧出量最大的月份作為鑒定時間。
（3）鑒定內容與工作要求。在鑒定月內上、中、下旬中各取活（間隔法）分三個班（或四個班）進行測定工作。
每一班的測定工作應在正常生產時間進行。測定地點應在測風站進行。地麵和井下氣溫氣候條件也應記錄，以備參考。
（4）計算一翼，水平或采區的瓦斯湧出量時，應扣去相應的進風流中的瓦斯量。
（5）礦井瓦斯等級鑒定報告
在鑒定月上、中、下旬進行測定的3天中，選取其中瓦斯湧出量最大的一天作為計算相對瓦斯湧出量的數據。
經鑒定：瓦斯相對湧出量3.03m3/t，絕對湧出量0.28m3/min，等級鑒定為低級，CO2的相對湧出量為3.68m3/t，絕對湧出量0.34m3/min，鑒定等級為低級。
4.2防止瓦斯爆炸的措施
防止瓦斯爆炸的技術措施很多，但不外乎以下三個方麵：防止瓦斯積聚、防止瓦斯被引燃和防止瓦斯爆炸02manbetx.com 的擴大。根本措施是前麵兩個。
4.2.1防止瓦斯積聚的措施
瓦斯積聚是指局部空間（體積大於0.5m3）瓦斯濃度達到或超過2%的現象。煤礦井下容易發生瓦斯積聚的地點是采掘工作麵和通風不良的場所，防止瓦斯積聚要從以下幾個方麵采取措施。
1.加強通風。加強通風是防止瓦斯積聚的根本措施：
（1）礦井必須根據規定配足風量。在回采工作麵配4m3/s風量，采掘工作麵配3m3/s風量。
（2）所有礦井都要采用機械通風，且礦井主通風機的安裝、運轉等均要符合《煤礦01manbetx 》第135條的規定。
（3）每一個生產水平、每一個采區都要布置單獨的回風道，實行分區通風。
（4）在瓦斯礦井中，采煤工作麵、掘進工作麵都應采用獨立通風。
（5）采空區必須及時封閉。控製風流的設施如風門、風橋、擋風牆、調節風門、風窗等設施的設置、質量和管理製度由礦務局統一規定。
（6）瓦斯礦井的掘進工作麵，禁止使用擴散通風。對於用局部通風機通風的工作麵，要根據瓦斯湧出量的大小確定風機能力和風簡口到工作麵的距離。無論在工作或交接班時，都不準停風。如因檢修、停電等原因停風時，都要撤出人員，切斷電源。
具體的風量分配見下表4.2
表4.2
2.加強瓦斯檢查與監控
瓦斯檢查和監控是預防瓦斯爆炸02manbetx.com 的主要措施之一。加強瓦斯檢查和監控可以從瓦斯檢查人員配備和培訓，儀器裝備的購置、使用和維護以及管理製度的建立和執行三個方麵去做工作。
瓦斯監控的方法主要有人為監控和係統監控兩種。
（1）礦井瓦斯的重點監控
一般來說，凡井下有瓦斯湧出或有可能積存瓦斯的區域和地點，都應進行瓦斯檢查。主要有以下地點：
①采、掘工作麵及進風、回風巷中的風流；
②各采區、水平、一翼回風風流的礦井總回風風流；
③爆炸地點、電動機及其開關附近的風流；
④進入串聯工作麵或電硐室的風流；
⑤各種鑽場、密閉和盲巷以及頂板冒頂等可能發生瓦斯積聚的地點和部位；
⑥局部通風機恢複通風前的停風區、局部通風及其開關附近的風流。
（2）井下工程施工瓦斯的重點監控
①在瓦斯湧出量大、湧出速率高的地點進行施工的工程進行監控；
②在靠近瓦斯積聚的區域，可能溝通積聚瓦斯的工程進行監控；
③直接處理積聚的瓦斯或火源的工程進行監控；
④會引起通風風流突然變化或瓦斯湧出突然變化的工程進行監控；
⑤礦井災害時期的各類工程進行監控。
3.及時處理局部積存瓦斯
井下易於積存瓦斯的地點有：采煤工作麵的上隅角、頂板冒落的空洞內、低風速巷道的頂板附近、停風的盲巷，采煤工作麵采空區邊界處以及采煤機附近、煤壁炮窩、枝頭柱腳、煤巷掘進工作麵的迎頭處。應向瓦斯積存地點加大風量或提高風速，將瓦斯衝淡排出；引風將盲巷和頂板空洞內積存的瓦斯排出；必要時要采取抽放瓦斯的措施。
4.抽放瓦斯
抽放瓦斯的方法一般是用在礦井瓦斯湧出量很大、用一般的技術措施效果不佳的情況下。
4.2.2防止瓦斯被引燃的措施
引火源有明火、放炮和電火花、摩擦火花、衝擊火花等，必須做到：
1.禁止攜帶煙草及點火工具下井。
2.井下禁止使用電爐，井下和井口房內不準從事電焊、氣焊和使用噴燈接焊等工作。如果必須使用，則須製定安全措施，並報上級批準。
3.對電弧、火花也要進行嚴格的管理，在瓦斯礦井應選用礦用安全型、礦用防爆型或礦用安全火花型電氣設備。在使用中應保持良好的防爆、防火花性能。電纜接頭不準有“羊尾巴”、“雞爪子”、明接頭。要注意金屬支柱在礦山壓力作用下產生的摩擦火花。對電氣設備的防爆措施，除廣泛采用的防爆外殼外，采用低電流、低電壓技術來限製火花強度。掘進工作麵采用局部通風機與其他電氣設備間的閉鎖裝置。
4.停電、停風時，要通知瓦斯檢查人員檢查瓦斯；恢複送電時，要經過瓦斯檢查人員檢查後，才準許恢複送電工作。
5.嚴格執行“一炮三檢”製度。同時還必須加強對放炮工作的管理，封泥量一定要達到《煤礦01manbetx 》規定的要求，決不允許在炮泥充填不夠或混有可燃物及炸藥變質的情況下放炮。
6.為防止機電設備防爆性能失效或工作時出現火花以及放炮產生火焰等引燃瓦斯，《煤礦01manbetx 》還就以下幾種情況作了瓦斯濃度界限的規定：
（1）采掘工作麵風流中瓦斯濃度達到1％時，必須停止用電鑽打眼；達到1.5％時，必須停止工作，切斷電源，進行處理；采掘工作麵個別地點積聚瓦斯濃度達到2％時，要立即進行處理，附近20m內，必須停止機器運轉，並切斷電源。隻有在瓦斯濃度降到1％以下，才許開動機器。
（2）放炮地點附近20m以內風流中的瓦斯濃度達到1％時，禁止放炮。
（3）采區回風巷、采掘工作麵回風巷風流中瓦斯濃度超過1％時，必須停止作業，采取有效措施，進行處理。
（4）礦井總回風或一翼回風流中瓦斯濃度超過0.75％時，礦總工程師必須查明原因，進行處理，並報告礦務局總工程師。
4.2.3防止瓦斯爆炸02manbetx.com 擴大的措施
如果井下局部地區一旦發生瓦斯爆炸，就應使其波及範圍盡量縮小，不至於引起全礦的瓦斯爆炸。為此，一定要采取有效措施來防止瓦斯爆炸02manbetx.com 的擴大。
1.設置隔爆棚防治瓦斯爆炸事故擴大
防止瓦斯爆炸事故是我國煤礦安全管理的重要工作。防治工作包括兩個方麵：一是采取積極的綜合措施，防止瓦斯、煤塵爆炸事故的發生。二是在預防措施失效而發生瓦斯煤塵爆炸時，采取控製瓦斯、煤塵爆炸的發展和傳播，把爆炸事故的影響範圍控製在盡可能小的範圍內，以減小爆炸事故人員傷亡及對井巷、安全設施的破壞。在煤礦井下不同區域設置個爆棚就是其中的一項重要措施，它對控製瓦斯、煤塵爆炸災害起到一定的作用。
在下列地點必須安設主要隔爆水棚。
（1）礦井兩翼與井筒相通的主要運輸大巷和回風大巷。
（2）相鄰采區之間的集中運輸巷道和回風巷道
（3）相鄰煤層之間的運輸石門和回風石門
在下列地點必須安設輔助隔爆水棚。
（1）采煤工作麵進、回風巷道
（2）采區內的煤層掘進巷道
（3）采用獨立通風，並有煤塵爆炸危險的其它巷道
（4）與煤倉相通的巷道
水棚的主要參數：
（1）水棚結構與選型：采用木槽棚，間距1.5m，水槽規格40L。
（2）布置方式：采用懸掛式，每架棚設懸掛水槽3個，架設高度大於1.8m。
（3）單架棚水量：40L×3=120L。
（4）總水量：每18架為一組，總水量120kg×18=2160kg。
（5）水棚區長度：18架×1.5m=27m。
2.防止瓦斯爆炸事故擴大的其它措施
（1）通風係統力求簡單，實行分區通風，各水平、各采區和工作麵應有獨立的進、回風巷，無用的巷道應及時封閉，特別是連通進、出風井和總進、回風流的巷道都必須砌築兩道擋風牆，以防止瓦斯爆炸勸風流短路。
（2）主要局部通風機必須裝有反風設備，並應定期進行試驗。為了保證實現反風，連通主要進、回風流的巷道內要裝設兩道方向相反的風門（雙向風門）。
（3）要創造條件實現區域性反風。
（4）裝有局部通風機的井口，設置防爆門，以防止爆炸波衝毀局部通風機。
（5）采掘工作麵不經批準，不許使用串聯通風。
（6）一旦發生瓦斯爆炸，局部通風機一定要保持正常運轉狀態，盡一切力量恢複由於爆炸而混亂的通風係統。
（7）發生瓦斯爆炸時，災區人員要鎮靜，應盡快地帶上自救器，無自救器的用濕毛巾掩住口鼻，逆著衝擊波的方向迅速進入就近的避難硐室等待搶救，在硐室中精神要放鬆。
4.3.1一般規定
1.凡相對瓦斯湧出量大於3m3/t或絕對瓦斯湧出量大於5m3/min的回采工作麵、瓦斯湧出量大於3m3/min的掘進工作麵所圈定區域及其以下水平區域為高瓦斯區，高瓦斯區的采掘麵必須製定專項瓦斯管理措施。
2.采掘麵在采掘前，必須對采掘麵的瓦斯湧出量進行認真預測，因地製宜地選擇合理的通風方式、配備風量、采取相應的治理瓦斯措施，並在作業規程中明確規定。
3.采煤工作麵瓦斯湧出量大於20m3/min，進回風巷淨斷麵8m2以上，經抽采瓦斯（抽采率25％以上）和增大風量已達到最高允許風速後，其回風巷風流中仍存在瓦斯超限時，按規定程序審批後，可采用專用排瓦斯巷，但該巷回風流中的瓦斯濃度不得超過2.0﹪,並遵守《煤礦安全規程》第一百三十七條的其它規定。
4.專用排瓦斯巷的瓦斯風流必須進入采區專用回風巷，並保證混合後風流中的瓦斯濃度不超過0.8﹪。沒有設置采區專用回風巷的，必須在采區回風巷中距專用排瓦斯巷口下風側15m處設置瓦斯傳感器，當風流混合處瓦斯濃度超過0.8﹪時，能夠立即切斷其回風流中非本質安全型電氣設備的電源。
5.采區回風巷、采掘工作麵回風巷風流中的瓦斯濃度超過0.8％或二氧化碳濃度超過1.5﹪時，必須停止工作，撤出人員，采取措施，進行處理。采掘工作麵及其它作業地點風流中瓦斯濃度達到0.8﹪，必須停止用電鑽打眼；爆破地點附近20m以內風流中的瓦斯濃度達到1.0﹪，嚴禁爆破。采掘工作麵及其他作業地點風流中、電動機或其開關安設地點附近20m以內風流中的瓦斯濃度達到1.2﹪時，必須停止工作，切斷電源，撤出人員，進行處理。
6.回采工作麵回風隅角瓦斯濃度應按采煤工作麵風流瓦斯濃度的要求進行管理。
7.礦井必須從采掘設計和生產管理上采取措施，防止瓦斯積聚；當發生瓦斯積聚時，必須及時處理。嚴禁在停風或瓦斯超限的區域內作業。
8.因檢修、停電或其它原因停止主要通風機運轉時，礦井必須製定停風、恢複通風、排除瓦斯和送電的安全措施，並嚴格執行。
9.臨時停工的地點，不得停風；否則必須切斷電源，設置柵欄，揭示警標，禁止人員進入，並向礦調度室報告。停工區內瓦斯或二氧化碳濃度達到3.0﹪或其它有害氣體濃度超過《煤礦安全規程》第一百條的規定不能立即處理時，必須在24h內封閉完畢。
10.高瓦斯礦井的易自燃煤層，應當采取以預抽方式為主的綜合瓦斯抽采措施和綜合防滅火措施，保證本煤層瓦斯含量不大於6m3/t或工作麵最高風速不大於4.0m/s。
11.新水平、新采區、石門揭穿煤層、有瓦斯突出預兆的采掘麵必須采取防治突出措施，否則不準作業。煤層有煤（岩）和瓦斯（二氧化碳）突出危險的，嚴禁采用放頂煤開采。
4.3.2礦井瓦斯檢查製度
1.瓦檢工必須經過安全技術培訓合格，持有效證件上崗。
2.井下所有采掘麵、安裝回撤麵的瓦斯和二氧化碳每班至少檢查3次。對沒有進行生產的采掘麵每班至少到工作麵檢查1次瓦斯和二氧化碳。高瓦斯礦井或低瓦斯礦井高瓦斯區域的采掘麵必須設專職瓦斯檢查工跟班及時檢查瓦斯濃度。
3.井下總回、一翼回風、采區回風、井下煤倉內、處於回風流中機電設備的設置點、對於井下水泵房、火藥庫、絞車硐室、水倉、檢修硐室及有人工作的地點，每班至少要檢查1次瓦斯和二氧化碳；井下停風地點柵欄外風流中的瓦斯濃度每天檢查1次，擋風牆外的瓦斯濃度每7天檢查1次。地麵煤炭儲裝運係統的煤倉及有可能積聚瓦斯的地點要每班檢查1次瓦斯和二氧化碳。各礦根據實際需要確定其它檢查地點的檢查次數。檢查內容一般為瓦斯和二氧化碳，當出現硫化氫等其它有害氣體時，必須增加檢查內容，檢查次數同瓦斯檢查。檢查結果由瓦檢工填寫，其他人員嚴禁隨意塗改。
4.井下進行爆破作業時必須執行“一炮三檢”（裝藥前、爆破前和爆破後進行瓦斯檢查）和“三人連鎖”（爆破工、班組長和瓦檢工）爆破製度。爆破後，待工作麵的炮煙被吹散，爆破工、瓦檢工和班組長必須首先巡視爆破地點，檢查通風、瓦斯、煤塵、頂板、支架和瞎炮等情況，如果發現有異常情況，應立即處理。
5.采煤工作麵瓦斯檢查點規定：工作麵進風流（距工作麵10-15m處進風流中）、工作麵回風隅角（回風巷與工作麵交叉部分至采空區約2m的空間）、工作麵風流（進回風巷距工作麵10m內、距煤壁、頂、底板20cm的支護範圍，一般在回風巷檢查）、工作麵回風流（回風巷內距回風巷車場交岔點15m處）、排瓦巷回風流（排瓦巷內距外端回風口15m處）、後刮板輸送機的機尾上部。
6.掘進工作麵瓦斯檢查點為：工作麵風流（掘進頭至風筒出口內）、工作麵回風流（回風流內距車場交岔點15m處）。
7.回撤工作麵瓦斯檢查點為：回撤麵風流（工作麵作業範圍）、回撤支架附近、隅角、回撤絞車硐室、工作麵回風流（回風巷內距回風巷車場交岔點15m處）。
8.安裝工作麵瓦斯檢查地點：工作麵進風流（範圍同采煤工作麵）、工作麵風流（範圍同采煤工作麵）、回風隅角（範圍同采煤工作麵）、工作麵回風流（距回風口15m處）、絞車硐室。
9.所有檢查瓦斯地點必須設置瓦斯檢查牌（密閉牆處掛檢查箱）。采煤工作麵風流、回風隅角的瓦斯檢查牌吊掛在距工作麵50m內的回風巷中；采煤、安裝工作麵進風流的瓦斯檢查牌吊掛在距工作麵50m內的進風巷中；掘進工作麵風流的瓦斯檢查牌吊掛在距掘進頭50m內的巷道中；安裝工作麵風流、回風隅角和絞車硐室的瓦斯檢查牌吊掛在距工作麵50m內的回風巷中；回撤工作麵的瓦斯檢查牌吊掛在回撤側距巷口15m處；有正規測風站的回風巷中的瓦斯檢查牌吊掛在測風站內；其它瓦斯檢查地點的瓦斯檢查牌吊掛在檢查地點。瓦斯檢查牌上應標明檢查地點、時間、班次、檢查人員、檢查次數、檢查內容，做到“三對口”。瓦檢工負責根據需要及時移動瓦斯檢查牌。
10.礦通風部門要根據瓦斯檢查的規定製定、審查瓦斯巡回檢查圖表。瓦斯巡回圖表必須明確每個瓦檢工的檢查路線、檢查地點、檢查時間和檢查次數。巡回瓦檢工必須按照巡回圖表、沿檢查路線、按規定的時間檢查，在正常情況下若與圖表誤差超20min按假報瓦斯數據處理。每班檢查3次地點的相鄰檢查間隔時間不得超過3小時。
11.瓦檢工在入井前必須對所領儀器進行認真檢查，發現問題及時更換，保證下井瓦檢儀器的完好，並帶齊探仗、檢查手冊（巡回圖表）、記錄工具、皮管等必需物品。
12.瓦檢工必須在井下指定地點交接班。交接班必須做到“手對手”、“口對口”，將當班檢查地點的“一通三防”情況和遺留問題交接清，相互填寫交接記錄後用就近電話向通風調度彙報，通風調度值班人員做好記錄並返打電話證實瓦檢員的交接地點。
13.瓦檢工在瓦斯檢查過程中出現特殊情況（如病、礦燈熄滅等）需要離開崗位時，必須向通風調度和值班隊幹彙報，經同意後方可升井，同時值班隊幹要安排好此後的瓦斯檢查工作，通風調度進行落實。
14.每天的瓦斯檢查結果由通風調度人員按時填寫好瓦斯日報，經通風調度負責人和通風部門科長審核後送礦長、礦技術負責人等有關領導和部門，由礦長、礦技術負責人審閱簽字。礦長、礦技術負責人簽字後的瓦斯日報表由通風部門整理存檔至少保存一年。
15.瓦檢工佩帶光學瓦檢儀，下井的礦長、礦技術負責人、爆破工、采掘科隊長、通風科隊長、工程技術人員、班長、流動電鉗工、安全監測工必須佩帶便攜式瓦檢儀，負責經過地點和作業場所的瓦斯檢查。
16.在瓦斯檢查過程中發現瓦斯超限時，瓦檢工有權立即停止瓦斯超限區域的作業或撤出作業人員，並向通風調度彙報處理。嚴禁瓦斯超限作業。
4.3.3幾個特殊環節的瓦斯管理製度
1.無計劃停風的瓦斯管理
（1）凡是事先未經批準，隨意停止主、局部通風機或由於高低壓供電係統突然停電、局部通風機本身電器事故以及機械事故而引起的停電停風，不論時間長短都屬於無計劃停風，均要進行登記和上報。
（2）任何人不得隨意停開局部通風機，如因檢修等原因要停電停風時，必須提前辦理報批手續，並製定相應的安全措施報礦技術負責人批準，沒有礦技術負責人批準不得隨意停止局部通風機運轉。
（3）使用局部通風機通風臨時停工的地點，不得停風。否則必須在24h內封閉完畢，同時對封閉區域實行“四斷”（斷管、斷道、斷電、斷網）管理。
（4）局部通風機停電停風後，局部通風機管理工要立即向礦調度和通風調度彙報處理，停風巷道必須停電撤人，由跟班隊幹安排專人進行警戒，防止人員進入停風區。當不能及時送風時，必須設置柵欄和警標。恢複通風前，必須檢查停風區域內的瓦斯，隻有當瓦斯濃度符合《規程》規定時，方可恢複通風。否則必須按排放瓦斯措施進行瓦斯排放。
（5）主、局部通風機發生無計劃停風後，礦安監部門要組織有關單位迅速進行追查處理，並將追查處理結果通報有關領導和部門。各礦通風部門要及時統計局部通風機無計劃停風次數，建立主、局部通風機無計劃停風統計和追查記錄台帳，並每月將無計劃停風情況上報公司通風部門。
（6）各礦要建立無計劃停風應急預案，一旦發生無計劃停風，能夠迅速按應急預案處理。
2.采煤麵隅角的瓦斯管理
（1）完善采煤麵的通風方式設計，改變回風隅角的瓦斯流向。加強采煤麵回風隅角的瓦斯監控，控製回風隅角處的空頂空間。
（2）綜放采煤麵在回采過程中盡可能減少采空區浮煤，以降低回風隅角處的瓦斯湧出。
（3）回采工作麵隅角不能及時冒落的，必須及時處理（處理上隅角瓦斯積聚需要留巷的除外），隅角金屬棚在進入采空區前必須完成回收工作。
（4）綜放工作麵後溜機尾鏈輪處應進行噴霧灑水，防止高溫火花。
（5）在回風隅角的瓦斯檢查區域應明確規定9個檢查點的位置，並吊掛檢查說明牌。
回風隅角的瓦斯傳感器必須安設在高濃度瓦斯部位，距幫大於200mm，距頂小於300mm。因移動支架、風幛、風筒等因素影響瓦斯傳感器的可靠性時，在安全員監督下由瓦檢工負責回風隅角瓦斯傳感器的懸掛，未經瓦檢工的同意，采煤隊組人員不得隨意更改瓦斯傳感器的吊掛位置。
（6）采煤工作麵每班的跟班隊幹必須指定人員負責采煤工作麵風幛維護、回風隅角瓦斯傳感器的保護工作，保證風幛、瓦斯傳感器正常使用。
（7）采煤工作麵及采空區內，嚴禁出現大麵積空頂現象。采空區頂板不能隨采冒落的，必須編製安全技術措施，采取措施進行處理，否則，采煤工作麵不得生產。當采煤工作麵內及與工作麵相連的采空區空頂超過0.5m3、瓦斯濃度達到1.0﹪時，必須停產處理，否則以瓦斯超限作業查處。
（8）綜放采煤麵在回采過程中必須盡可能減少采空區浮煤，以降低回風隅角處的瓦斯湧出。
3.瓦斯排放時的瓦斯管理
（1）任何地點的瓦斯排放都必須編製專門的瓦斯排放安全技術措施。排放瓦斯的安全措施中，應根據對瓦斯超限程度預測結果明確瓦斯排放的方法、供風量、瓦斯排放路線、停電撤人範圍、風流風量控製方法、警戒設置、瓦斯排放時的瓦斯檢查點、監測點、瓦斯排放的組織領導和職責等內容。瓦斯排放安全措施必須向現場作業人員進行貫徹，並有記錄可查。排放瓦斯前，凡是排放瓦斯流經的巷道和受排放瓦斯影響的地點，必須撤出全部人員，切斷電源，並設專人進行警戒。
（2）當礦井通風及礦井生產情況發生變化時，必須對排放瓦斯措施進行修正。
（3）正常生產、無計劃停風、有計劃停風等明確掌控瓦斯超限情況地點的排放瓦斯安全措施，由礦技術負責人批準，由通風部門領導現場指揮，組織專門人員排放瓦斯。封閉區、情況不明的巷道、聯通已采區、老空區、火區特殊區域等地點的排放瓦斯安全措施，由礦提出書麵措施報公司審批，由分管通風的副礦長（礦技術負責人）組織人員現場指揮，礦山救護隊協助排放
（4）當利用主要通風機排放礦井瓦斯時，主要通風機出口處的瓦斯濃度不得超過1.5﹪，否則應采取加大短路風量的措施。在恢複礦井通風係統後，當主要通風機出口處的瓦斯濃度不超過0.75﹪時，通風瓦斯檢查人員方可入井檢查通風瓦斯情況，經檢查瓦斯符合規定其他人員方可入井。
（5）恢複礦井通風係統後，在恢複井下供電前必須由瓦檢工對井下所有變（配）電所進行全麵檢查，隻有瓦斯濃度在0.5﹪以下時，方可由外向裏逐級送電。
（6）排放瓦斯必須堅持低瓦斯濃度排放的原則，嚴格落實控製風量措施，嚴禁“一風吹”和高瓦斯濃度排放，使排放出的風流同全風壓風流混合後的瓦斯濃度不得超過1.5﹪。采用分段排放瓦斯時，隻有在排放段內的瓦斯濃度降到1﹪以下、二氧化碳降到1.5﹪以下時，方可進行下一段排放工作。
（7）對於臨時停風的局部通風區域，當停風時間不超過8h，並且停風區瓦斯濃度和二氧化碳濃度不超過3.0﹪（有可靠的通風安全監測數據的用監測數據，沒有監測數據的用瓦檢工在柵欄口的人工檢查數據）時，按預先製定的排放瓦斯安全措施，由礦通風部門負責人現場指揮（由瓦檢工和現場作業人員協助），在安全員的監督下，控製風流排放瓦斯；當停風時間超過8h或者停風區中瓦斯濃度或二氧化碳濃度超過3﹪時，由主管通風的副礦長（礦技術負責人）按排放瓦斯安全措施現場組織排放瓦斯工作。
（8）排放瓦斯工作要由外向裏依次進行，1個采區內嚴禁2個瓦斯超限地點同時排放瓦斯。排除串聯通風區域的瓦斯時，必須嚴格遵守排放次序，首先從進風方向第1台局部通風機處開始排放，隻有第1台局部通風機送風的巷道內排放瓦斯結束後，且串聯風流的瓦斯濃度降到0.5﹪以下時，下1台局部通風機方可送電排放其送風巷道的瓦斯。
（9）利用局部通風機排放瓦斯時，嚴禁局部通風機發生循環風。
（10）當排放瓦斯區域的瓦斯濃度降到1﹪、二氧化碳濃度降到1.5﹪以下，經全麵安全檢查情況正常，無局部瓦斯積聚並且穩定30min後方可結束排放瓦斯工作。
（11）每次瓦斯排放工作有排放總結，說明瓦斯排放的原因、瓦斯排放的組織、瓦斯排放量、瓦斯排放過程中的經驗教訓。
4.安裝（回撤）工作麵的瓦斯管理
（1）在采煤工作麵安裝作業前，必須由生產部門組織通風、機電、調度、監控、安監部門共同對安裝工作麵的頂板、安裝設備、通風係統、監控係統等內容進行驗收，驗收合格並由驗收人員在驗收單上簽字後，方可準許采煤工作麵的安裝工作。
（2）采煤工作麵安裝前必須構成全壓通風係統，否則不準安裝作業。采煤工作麵安裝時的配風量不得低於采煤需風量的一半（無配風計算時不少於450m3/min），對安裝工作麵所有進、回風巷（包括瓦排巷）的風量每10天至少進行一次全麵的測定。風量不足不得進行采煤工作麵的安裝工作。
（3）采煤工作麵安裝前，采煤工作麵範圍內不得存在盲巷、未經管理的高頂寬幫。
（4）安裝作業前，必須安設瓦斯傳感器（具體位置同采煤麵）對工作麵、回風巷、瓦排巷風流中的瓦斯濃度進行監測，並保證瓦斯超限斷電裝置靈敏可靠。預警、斷電規定同采煤工作麵
（5）礦機電部門按相關規定及時檢查安裝工作麵的供電線路及電氣設備，嚴禁供電線路及電氣設備失爆。
（6）煤工作麵停采時，必須及時放頂，防止支架後采空區出現大麵積空頂（特別是回風隅角區域）。
（7）回撤作業前，必須由通風部門組織生產、機電、調度、監控、安監部門共同對回撤麵頂板垮落、回撤設備防爆、局部通風、雙風機雙電源自動切換、“三專兩閉鎖”以及防摩擦、撞擊產生火花等內容進行驗收，驗收合格並由驗收人員在驗收單上簽字後，方可準許回撤工作。
（8）回撤支架前，必須先確定回撤工作麵的局部通風係統，並安裝運行局部通風機，風筒連接到位。回撤麵的局部通風必須實現“三專兩閉鎖”及雙風機雙電源自動切換裝置。回撤工作麵配風量、風機選型、風機安裝位置、風筒直徑以及風筒出口位置必須在回撤作業規程中明確規定。回撤隊組設專人掛牌管理局部通風機，保證局部通風機的正常運轉。
（9）在回撤工作麵回風隅角排頭架前，回風隅角瓦斯傳感器不得拆除。回撤工作麵除保留原有回風巷中瓦斯傳感器外，在回撤作業點和工作麵進風巷增設瓦斯傳感器，監測回撤作業點及回撤麵風流阻斷後局部通風回風流中的瓦斯濃度。回撤作業點瓦斯傳感器設在回撤方向第2組支架人行道上部中間、距頂300mm內。工作麵進風巷瓦斯傳感器設在進風口15m處。保證當出現瓦斯超限時，能夠切斷回撤工作麵的電源。
（10）在距回撤作業點50m內配備4台幹粉滅火器。
（11）回撤支架前，必須將進、回風巷內的雜物清理幹淨，加強巷道支護。
（12）工作麵回撤10m範圍內為回撤初期。工作麵回撤端頭為錨網支護時，必須先退錨索鎖具，然後用單體柱或鐵柱貼住大板維護頂板。
（13）回撤支架時，必須堅持先支後回的原則。工作麵回撤支架時，必須逐架回撤放頂，保留不超過2m的間距，防止出現大麵積頂板同時垮落，造成瓦斯異常湧出。不能及時垮落時，應人工回柱，強製放頂。
（14）回撤支架拉架前，必須將作業地點所回撤支架周圍、巷道頂、底板全部衝洗一次。
（15）回撤期間必須定期衝洗回撤工作麵及進回風巷。衝洗回風巷期間，工作麵不得進行回撤作業。
（16）回撤工作開始後，嚴禁在工作麵進、回風巷同時進行回撤作業。
（17）加強對回撤工作麵的瓦斯檢查工作，對回撤麵進風巷、回風巷及回撤作業點每班至少檢查三次瓦斯。對高冒區、垮落區用探杖檢查，發現瓦斯超限立即停止回撤作業，並及時向通風調度和礦調度彙報處理。
（18）回撤工作麵的跟班隊幹、班組長、安全員、流動電鉗工配帶便攜式瓦斯報警檢測儀，並在回撤地點靠采空區一側懸掛一台瓦斯報警儀，密切監測瓦斯湧出情況，瓦斯超限嚴禁作業。
（19）回撤隊組必須保護好回撤作業點的瓦斯傳感器，瓦斯傳感器隨回架及時移動到位。局部通風風筒出口不得正對回撤作業點的瓦斯傳感器。
（20）回撤隊組在支架運輸前，必須將支架上的浮煤清洗幹淨。
（21）每10天對回撤工作麵進、回風巷（包括瓦排巷）及局部通風的風量至少進行一次全麵的測定。
（22）回撤後支架回撤完畢後，回撤隊組必須及時回撤所有設備、材料，清理幹淨巷道內的雜物。
（23）支架回撤完畢後，不得存在大麵積空頂區、高頂寬幫區。否則，作業隊組要及時報告生產部門進行處理。
（24）回撤工作全部結束後，必須由通風部門組織生產、機電、調度、監控、安監部門共同對回撤麵頂板垮落、巷道清理、設備回撤、支護材料回撤等內容進行一次驗收，驗收合格並由驗收人員在驗收單簽字後，方可準許封閉工作。
5.地質條件變化時的瓦斯管理
（1）地測部門要加強地質預測預報工作，超前掌握地質條件變化情況。
（2）地質條件發生變化時必須堅持“有疑必探，先探後掘（采）”的原則，在采掘推進到距地質構造50m前，地測部門要探明地質條件並以書麵形式通知通風、生產、安全等部門做好災害預防準備工作。
（3）在采煤推進過程中經過斷層、落陷柱等地質構造時，在距地質構造50m前，必須製定出防範措施，組織打鑽探測、研究、03manbetx 構造處的安全程度，確認是否繼續采掘。
（4）在采掘推進過程中，必須邊探測地質構造，邊在安全的情況下推進。
（5）有地質構造處瓦斯湧出03manbetx 記錄。
6.初次來壓及周期來壓時的瓦斯管理
（1）礦生產部門必須加強采煤工作麵礦壓的觀測和預報工作，在頂板初次來壓和周期來壓前通知各業務管理部門預測結果，安排隊組提前做好工作麵超前維護工作。
（2）根據采煤工作麵礦壓及瓦斯湧出情況的預測，在采煤作業規程中明確規定出采煤機的截煤速度。在采煤工作麵預報頂板初次來壓和周期來壓處設置明顯標誌，並編號管理。
（3）在來壓（特別是初次來壓）前，由礦生產部門組織通風、機電、安全、監測等相關部門對采煤工作麵各係統進行一次全麵檢查，並“三定”處理檢查出的問題。
（4）來壓期間，采煤隊組生產時必須盡可能降低采煤機割煤速度，減少落煤的瓦斯湧出量。礦機電部門必須加強采煤工作麵的供電線路及電氣設備的管理，杜絕出現失爆現象。
（5）由礦生產部門負責在采煤工作麵預報頂板初次來壓和周期來壓處設置明顯標誌，並編號管理。
（6）在礦壓顯現（特別是初次來壓）前，通風部門應采取措施盡可能增大采煤工作麵的供風量，提高風排瓦斯的能力；監測部門對采煤工作麵各瓦斯傳感器調校一次，確保監測準確可靠。
（7）在回采工作麵初次來壓及周期來壓前，通風部門要對來壓期間的瓦斯湧出變化情況進行一次預測，並建立回采工作麵初次來壓瓦斯湧出03manbetx 記錄。
7.巷道貫通時的瓦斯管理
（1）機掘巷道在貫通相距50m前，其它巷道相距20m前，生產技術科必須按要求向生產、通風、安監等部門下發貫通通知單。
（2）貫通前，有關單位按要求停止一個工作麵作業，且該麵切斷電源，設置柵欄及警標，保持正常通風和正常的瓦斯檢查。
（3）貫通安全技術措施必須於接到貫通通知單24小時內審批完畢，抄送有關單位並貫徹到與貫通有關的每一個職工，否則不得進行貫通工作。
（4）通風科必須按照貫通措施要求提前構築好有關的通風設施，並經常與施工隊組取得聯係，瓦斯檢查員班班交清剩餘貫通距離，並彙報礦調度，調度員認真填好貫通進度台帳。
（5）巷道貫通作業前，施工單位必須提前通知礦調度及有關單位，由礦調度通知暫停該采區的一切工作。貫通後通風科立即調整通風係統，風流穩定後，方可恢複工作。
（6）貫通過程必須有通風部門的幹部現場跟班指揮，負責組織貫通點兩側通風瓦斯管理及貫通後當班通風係統的調整工作，並督促生產隊組執行貫通措施中規定的有關“一通三防”事項。
（7）通風部門現場跟班幹部必須認真貫徹安全措施，全麵指揮貫通工作，對貫通全過程的通風瓦斯管理負責。貫通後，現場指揮人員必須全麵檢查貫通巷道及相關區域的通風瓦斯情況。隻有在係統正常、風流穩定、無瓦斯積聚的情況下方可撤離現場。
（8）貫通後48小時之內，通風科必須加強值班，隨時了解和掌握貫通現場情況，發現問題及時處理。
8.易積聚點的瓦斯管理
（1）從掘進、采煤等生產工藝上嚴格控製寬幫、高頂及盲巷的出現。
（2）加強已存在的高頂、寬幫、煤倉、密閉、微風點等易積聚瓦斯點的瓦斯檢查，實施掛牌編號標準化管理。
（3）井上、下煤倉及運煤沿線必須有可靠的安全措施，防止瓦斯積聚超限。
（4）地麵原煤係統的設備、照明必須符合防爆規定。
第五章礦井防滅火
礦井火災指的是，發生在礦井井下各處的火災，以及發生在井口附近的地麵火災。它是煤礦重大災害之一，在不同的礦井災害中，礦井火災救災難度最大、技術性最強、危險性最大。礦井火災發生後，一般都是火勢發展迅猛，變化複雜，影響範圍廣，往往造成人員傷亡和財產、資源損失，有時還可能誘發瓦斯、煤塵爆炸，釀成重大災害。
井下各處的火災包括井下巷道、硐室和采掘工作麵等處的火災。又因為井口附近的火災也可能影響礦井井下安全，所以也列為礦井火災範圍。
5.1礦井火災的分類
礦井火災分為內因火災（自然火災）和外因火災。內因火災是由煤層自燃引起的火災，特點是：發生比較緩慢、火源隱蔽、撲滅較困難，但早期有預兆，易於發現。外因火災是由外部火源，如明火、電纜著火、電弧火花、瓦斯或煤塵爆炸、放炮等引起的火災，特點是：發生突然、發展迅速，常出乎人意料之外，無征兆。礦井火災的主要危害有產生大量的有害氣體，引起瓦斯和煤塵爆炸、毀壞設備和資源。
因此，針對可能引起本礦井火災的各種原因及條件，設計考慮了預防明火，加強通風管理、注氮、注凝膠、噴灑阻化劑以及井下移動式灌漿等綜合防滅火措施。
5.2內因火災（自然火災）的防治
防治內因火災不但要了解煤炭自然的原因、條件、易發地點還要考慮煤層的開采技術（包括開拓方式、巷道布置、采煤方法、開采方式、開采順序、頂板管理、通風方式、通風係統、通風強度等），煤層的內在因素對自然火災造成的影響。
5.2.1煤炭自然的原因、條件、發火過程及易發地點
要更好的防治煤層的自然發火必須了解煤炭自然原因、煤炭的發火條件及煤的自然發火過程等知識。
1.煤自然的原因
煤——見風——氧化——生熱——積熱助氧化的反複進行，直至發火。
2.煤炭自然的發火條件
形成煤自然發火主要有以下3個因素：
（1）煤的自燃傾向性
煤的自燃傾向性是形成煤自然發火的內在因素，煤的自燃傾向性越高，自然發火的可能性越大，自然發火期越短。
指煤在一定條件下,發生自燃的可能程度,具體分級如下:
表5.1煤的自然傾向性
根據“煤炭科學研究總院撫順分院”對該礦的做的煤炭自燃傾向鑒定結果(2004年)為二類自燃，發火自燃期一般為礦井回采後3—6個月。
（2）合適的供氧條件
空氣不僅使煤氧化，又能帶走因煤氧化生成的熱量。供氧量不足，產生的熱量就少；供氧量過大，熱量不能積聚，所以供氧量不足或過大都不能形成煤自然發火。隻有在合適的供氧條件下煤才可能自燃。
（3）良好的蓄熱環境
煤是熱的不良導體，煤層越厚，越容易造成良好的熱量集聚條件，同時形成煤自燃必須有一個時間過程，經過潛伏期、自熱期而發生自然發火。
3.煤的自然發火過程
（1）低溫氧化階段
特點:煤體的重量略有增加；煤的著火點降低。
（2）自熱階段
特點:O2減少；CO、CO2、增加；空氣中溫度升高、出現霧氣和水珠。
（3）燃燒階段
特點：產生大量可燃氣體。如:CO和其它碳氫化合物；火區附近溫度顯著增高,出現特出的火災氣味、煙及明火。如:煤油味等。
4.內因火災經常發生的地點
煤礦井下經常發生內因火災主要有以下地點：
（1）采空區，特別是大量遺煤而又未及時封閉或封閉不嚴時。
（2）巷道兩側受地壓破壞的煤塊。
（3）巷道中長期堆積的浮煤。
（4）巷道發生冒頂後的高冒空洞中。
5.2.2開拓開采方麵的措施
1.巷道的布置與開采順序
本礦井采用傾斜長壁采煤工藝，開拓方式為立井開拓。主要開拓巷道包括主副立井、專業行人立井、回風立井井筒，井底車場、石門、運輸大巷、回風大巷等。立井井筒表土段20m采用現澆混凝土井壁，厚度500mm，下段采用現澆混凝土，井壁厚度300mm，井筒支護方式可根據施工中井筒揭露的岩性變化增大支護厚度，岩性破碎、湧水大的地段采用鋼筋混凝土支護，井筒施工方法為普通施工法。井底車場、石門等主要開拓巷道布置在煤層底板岩層內。根據礦井提升方式，大巷方位、大巷運輸方式、運量及地麵生產係統布置等綜合因素，確定主井井底車場的形式為直線拆返式車場，副井為直線盡頭式車場，井底車場及硐室采用毛石砌镟支護。在主井井底車場附近設有消防庫，並配有足夠的幹粉滅火器和消火栓，泵房及變電室附近設置消防栓並設有防火柵欄兩用門。運輸大巷布置在6-3煤層底板中，總回風巷布置在6-1煤層底板中。運輸大巷淨斷麵積6.0m2，采用梯形木支護，回風大巷淨斷麵積6.0m2，采用金屬支架支護。工作麵順槽均沿煤層布置，支護選用DZ18-30/100單體液壓支柱，HDJA-1000型金屬鉸接頂梁支護。礦井在生產和建設過程中，應根據煤層的暴露情況合理調整煤層巷道的支護形式，原則是：及時封閉暴露的煤層或盡量縮短暴露時間，從而減輕煤層自燃的可能性和煤層瓦斯的湧出。盡量不掘和少掘設計外的輔助性巷道，及時密閉采空區和廢棄巷道，以避免風流紊亂、串風、漏風，從而達到預防煤層自燃的目的。
該礦開采方式采用傾斜長壁采煤法，在6-3煤層底板中布置+508m運輸大巷，采用木支護，在6-1煤層頂板中布置+525m回風大巷采用工字鋼支護。在+508m運輸大巷沿煤層傾斜方向向上或向下布置回采工作麵。各煤層開采先上後下，工作麵回采采用後退式。
2.采煤方法
本礦井整個井田采用傾斜長壁采煤法，炮采落煤，全部陷落法管理頂板。工作麵采用後退式回采方式。
采煤工作麵隨推進方向在采空區會形成了三個區域，即靠近工作麵的冷卻帶，自燃氧化帶和采空區深部的氧氣窒息帶，為了防止煤層自燃一定要使采空區中的氧化帶進入窒息帶。本礦井技改後，二個炮采工作麵生產，采用MZ-1.2型煤電鑽打眼，放炮落煤，人工裝煤。工作麵用SGWD-420D/22型可彎曲刮板輸送機運輸煤炭，用液壓推溜器推移刮板輸送機，從而進一步提高了開采速度和回采率，加快了推進速度，回采工作麵產量提高到了0.28Mt/a，采區回采率提高到了0.85，工作麵回采率提高到了0.97。從而加快了回采速度，提高了資源回采率，減少遺煤氧化發熱時間，在自熱發火期內，使采空區中的氧化帶進入窒息帶，有效預防了煤層自燃。
開采時，應盡量減少采空區殘煤，盡量少留煤柱或不留煤柱，本礦井各類安全煤柱留設結果：井田邊界煤柱20米，大巷總回風保護煤柱20米，工業廣場、井筒留設按第四係移動角45度，煤岩層移動角為68°工業廣場維護帶取15米。采後立即封閉采空區並及時密閉采空區和受采動影響的不可采煤層，在時間和空間上減少了煤炭的氧化，降低了自然發火的可能。
合理進行頂板管理，使采空區盡快壓實，本礦井采用全部陷落法管理頂板，有效緩解了礦山來壓。
生產中，炮采工作麵應編製專門防火設計和開采規程，並遵守有關規範或規定。如：在無瓦斯或煤塵爆炸危險的采掘工作麵采用毫秒爆破時，應反向起爆；有瓦斯或煤塵爆炸危險的采掘工作麵采用毫秒爆破時，可反向起爆，但必須製定安全措施，報礦總工程師批準；煤礦井下嚴禁明火、普通導爆索、非電導爆管爆破和放糊炮；嚴禁在一個采煤工作麵使用2台及以上放炮器同時進行爆破；揭穿煤層的掘進工作麵必須有獨立的回風係統，在其進風側的巷道中，應設置兩道堅固的反向風門，在其回風係統中必須保證風流暢通，並嚴禁人員通行或作業，與該回風係統相連的風門、密閉、風橋等通風設施必須堅固可靠，防止突出後的瓦斯湧入其它區域；煤礦井下爆破作業，必須由依法培訓、考核合格，持有《放炮員作業證》的專職放炮員擔任；在煤與瓦斯（二氧化碳）突出煤層中，專職放炮員的工作必須固定在一個工作麵；煤礦井下爆破作業使用的煤礦用爆破器材，必須經煤炭部指定的檢驗機構檢驗合格，持有煤礦用爆破器材產品入井證；煤礦井下爆破必須由煤礦總工程師按礦井瓦斯等級選用相應安全等級的煤礦炸藥；煤礦井下爆破作業必須遵守煤炭部有關規定，並進行標準化管理等。
5.2.3通風方麵的措施
根據礦井開拓開采布局，礦井采用中央並列抽出式通風。礦井生產能力為0.3Mt/a，總風量為22m3/s，礦井一定要加強管理，控製內部漏風，降低通風阻力。
本礦回采工作麵為傾斜長壁後退式回采方式，礦井進回風順槽平直，支護強度良好，通風困難時期的通風阻力為289.41Pa，通風阻力小，工作麵至停采線後及時撤出所有設備、設施並進行密閉，避免向采空區漏風。井下各風門、風量調節設施等位置進行了合理設置，以盡量降低負壓，控製漏風。主扇設有反風裝置，必要時可進行局部或全礦井返風，工作麵順槽及相關巷道，均設有反風風門及通風巷道可實現采區或工作麵反風。
5.2.4內因火災的綜合防治措施
回采工作麵存在多種發火因素，礦井能否安全回采，防滅火是關鍵之一。由於本礦煤層自燃指標為自燃煤層，所以設計考慮以預防為主的防滅火方法。設計采用黃泥灌漿與噴射阻化劑的綜合防治措施進行防滅火。
1.黃泥灌漿
（1）灌漿係統及灌漿方法
該礦井分兩個生產采區生產，采用一套灌漿係統。灌漿站設在專用行人井井口附近，灌漿方法為隨采隨灌。在采空區上方埋管注漿和沿空區灑漿，要求灌漿後能在采空區底板形成5mm左右的泥漿層，即可防止浮煤發火，又有利下分層開采時再生頂板的形成。
（2）灌漿參數計算
①灌漿站製度
全年工作日數為330天，每天純灌漿時間為10h，灑漿盡量在準備班完成。
②土量的計算
日灌漿所需土量Q1：
Q1=K×G/r式（5.1）
=0.06×909/1.31
=41.6(m3/d)
式中：K —灌漿係數，參照類似礦井取0.06；
G—礦井日產量，909t；
γ—煤容重，1.31t/m3。
日灌漿所需實際開采土量Q2
Q2＝αQ1式（5.2）
＝1.1×41.6
＝45.8(m3/d)
式中：α—取土係數，取1.1。
(3)灌漿泥水比
從我國部分礦井實際生產情況看，泥水比多在1:3－1:7考慮該井煤層埋藏較淺，灌漿管路較長，取泥水比為1:5。
(4)每日製漿用水量Q水1
Q水1＝Q1δ式（5.3）
＝41.6×5
＝208（m3/d）
(5)每日灌漿用水量Q水2
Q水2＝K水Q水1式（5.4）
＝1.15×208
＝239.2（m3/d）
上兩式中：δ—泥水比例數，取1:5。
K水—用於衝洗管路防止堵塞的水量備用係數，取1.15。
（6）泥漿的製備
①土源、水源及取土方式
土源來源於井田內風井井口附近土丘，灌漿站存土場麵積240m2，灌漿站積土麵積15m2，其內可儲約30m3。要求土質為亞粘土、砂土，顆粒小於2mm。
②製漿用水可用井下排出的汙水。
製漿方式
灌漿站設在專用行人井井口附近，距風井井口30米，站內布置泥漿攪拌池，采用人工攪拌方式。
（7）灌漿管路
①管材
根據管內壓力和泥漿流速的要求，經計算選用無縫鋼管，大巷幹管選用D80×6無縫鋼管，考慮到井筒管路磨損嚴重，選用D80×10無縫鋼管。工作麵回風支管選用D50×5的無縫鋼管。選用壓力為1.6MPa的閘閥。為拆接方便，井下管路采用快速接頭。
②倍線
礦井開采最遠處時，垂深157m，管線總長度為908m，倍線為5.8。根據一些礦井的實踐，在泥水比為1:5左右時，常用倍線6－8，最大可達14，故該礦井不必另設加壓泵。
（8）灌漿設備
利用井下水處理後可以灌漿設灌漿站，設水泵Ls80—38B，2台，水泵Q=43.5m3/h,H=38m。
生產單位在每次灌漿前後應用清水衝洗管路，以免堵管。安裝灌漿管路時，應在巷道低窪處安裝卸泥裝置。
2.阻化劑防滅火
（1）設計依據
設計主要為煤的物理化學性質、礦井周圍地理環境、氣候條件、煤層頂底板岩性、煤的發火期、發火特征以及阻化劑的物理化學性質等。
（2）阻化劑的選擇
設計選用阻化效果好、儲運方便、貨源充足、價格便宜的工業氯化鈣。
（3）噴灑壓注工藝
設計采用阻化劑噴射泵進行機動性噴灑壓注。該係統工藝簡單，施工快，投資小，機動性強。
（4）參數計算
①阻化劑溶液的濃度和密度
通常情況下工業氯化鈣濃度在10～20%時，阻化效果較好，生產中應根據實際情況進行調整。阻化劑溶液的密度應由實測取得，一般情況下，10～20%氯化鈣溶液的密度為1.05t/m3～1.11t/m3。本礦井選取工業氯化鈣濃度為15%，密度為1.09t/m3。
②原煤吸藥液量
原煤的吸藥液量應由實測取得，設計取平均10kg/t。
③工作麵一次噴灑量
一般在準備班的放頂前進行，工作麵一次噴灑量包括底板浮煤和護頂煤的噴灑量。設計計算工作麵一次噴灑量為1000kg。
④巷道或煤壁的噴灑量與鑽孔壓注量，該參數可在生產中實際測定。
（5）噴灑壓注設備
設計選用3D-5/50型阻化劑噴射泵及其相應的配套器材設備。
5.3外因火災（外源火災）的防治
外因會在大多發生在風流暢通的地方。具體說，多數發生在井口房、井筒、機電硐室或轉載點、火藥庫以及存放油類、木板、火藥、機電設備的安全硐室或工作麵內等地點。引起外因火災的火源主要有：明火、電火、摩擦火、爆破火、瓦斯、煤塵爆炸引發的火災等。要防治外因火災必須控製引火源。
5.3.1明火火災的防治措施
防止明火引發火災的防治措施主要有：
（1）杜絕火源。嚴禁將煙火帶入井下，不許在井下使用明火；地麵井口房和通風機房附近20m範圍內禁止明火；井口房設有防火門和消火栓及手提式滅火器；井下嚴禁用燈泡、電爐等取暖。地麵臨時排矸場、消防材料庫、爐灰場、坑木場、井口房等的布置滿足安全規程、規範要求。
（2）井下和地麵井口房內不得從事電焊、氣焊等工作。如果必須進行，則必須遵守《煤礦安全規程》第206條的規定即：每一礦井必須在井上、下設置消防材料庫，並符合下列要求：
①地麵消防材料庫應設在井口附近，並有鐵路直達井口，但不得設在井口房內；
②井下消防材料庫應設在每一個生產水平的井底車場或主要運輸大巷中；
③消防材料庫儲存的材料、工具的品種和數量，由礦長確定，並備有明細卡片，指定專人定期檢查和更換。這些材料、工具非因處理事故不得使用。因處理事故所消耗的材料，必須及時補齊。
（3）礦井設有地麵消防水池和井上下消防管路係統。井下消防管路係統中每隔100m設置有支管和閥門，在膠帶輸送機巷中每隔50m設置有支管和閥門。地麵消防水池容積為500m3，按規定必須經常保持足量的水量。
（4）礦井在井上設有消防材料庫，消防材料庫內儲存有足夠的消防材料和工具。
（5）井下各個硐室、井底車場、使用膠帶輸送機的巷道以及采掘工作麵附近的巷道中均配備有手提式CO2滅火器。
5.3.2電氣事故引發火災的防治措施
1.井下機電設備硐室防火措施
井下水泵房、配電室等主要機電硐室均采用毛石砌镟支護，裝設向外開的防火鐵門，鐵門全部敞開時，不妨礙運輸，鐵門上裝設有便於關嚴的通風孔。鐵門內還加設向外開的鐵柵欄門，但不妨礙鐵門的開閉。硐室內按《礦井防滅火規範》第27條之規定，均配備了一定數量的滅火器材。
機電設備硐室的管理維護均應依據有關規程、規範製定相應的製度。並必須按照有關規程規範要求嚴格進行管理。嚴禁攜帶火源或易燃易爆品進入機電硐室，嚴禁非相關人員進入機電硐室內，機電硐室內確需存放易燃物品時必須嚴格按照有關規定，將其存放入不燃性容器內並密封嚴實，嚴禁亂堆放；機電硐室內工作人員必須進行防滅火的安全培訓。如井下發生火災，必須遵照有關規程、規範要求進行滅火救災。
2.井下電氣設備的防火措施
井下電氣設備均采用防爆型。井下供電電源以0.66kV兩回電纜線路均引自地麵礦用變壓器二次，變電所為兩個回路供電。變壓器型號為ks9-315/10/0.7kV兩台，選用VV42-1000V3×150+1×70mm2聚氯乙烯粗鋼絲鎧裝聚氯乙烯護套電力電纜。由專用行人提升井井筒引至井下中央配電點。
井下供配電電壓采用0.66kV和0.127kV兩種電壓等級。
選用BKD1-400Z/0.66Z隔爆真空饋電開關作為總開關，選用兩台KS9-315/1010/0.66kV型礦用變壓器作為井下供電電源。
低壓電纜均選用UY型礦用UY-0.38/0.66型礦用橡套電纜。電煤鑽電纜選用UZ型礦用電鑽電纜。容量為30kW以上的用電設備均采用礦用隔爆型真空磁力啟動器，容量30kW以下的電氣設備選用隔爆磁力啟動器，掘進工作麵設有FDWB型風電閉鎖開關。井下照明由井下中央變電所供給，采區照明由各采麵分別供給電纜選用UYQ-3×4+1×4型礦用移動輕型橡套電纜，燈具均選用隔爆螢光燈，隔爆白熾燈。各配電點及電纜連接處設輔助接地極。由電纜接地芯線，電纜外層鋼帶連接或井下總接地網接地電阻不大於2Ω。
地麵、井下所有線網和設備均按規程規定和要求設有防雷等保護接地網。
3.井下電纜
井下電纜的選用遵守下列規定：
（1）電纜敷設地點的水平差與規定的電纜允許敷設水平差相適應。
（2）電纜帶有供保護接地用足夠截麵的導體。
（3）全部采用礦用銅芯電纜。
（4）選用檢驗合格的並取得煤礦礦用產品安全標誌的阻燃電纜。
（5）電纜主線芯的截麵滿足供電線路負荷的要求。
（6）對固定敷設的高壓電纜：
①在立井井筒，采用聚氯乙烯粗鋼絲鎧裝聚氯乙烯護套電力電纜、交聯聚乙稀粗鋼絲鎧裝聚氯乙烯護套電力電纜；
②在水平巷道或傾角在45°以下的井巷內，采用聚氯乙烯絕緣鋼帶或細鋼絲鎧裝聚氯乙烯護套電纜、交聯聚乙烯鋼帶或細鋼絲鎧裝聚氯乙烯護套電力電纜。
（7）固定敷設的低壓電纜，采用MVV鎧裝或非鎧裝或移動橡套電纜。
（8）非固定敷設的高低壓電纜，采用符合MT818標準的橡套電纜。
（9）照明、通信、信號和控製用的電纜，選用鎧裝或非鎧裝通信電纜、橡套電纜或MVV型塑力纜。
（10）在水平巷道或傾角在30°以下的井巷中，電纜用吊鉤懸掛。
（11）在立井井筒或傾角在30°及其以上的井巷中，電纜用夾子、卡箍或其他夾持裝置進行敷設。夾持裝置能承受電纜重量，並不損傷電纜。
（12）水平巷道或傾斜井巷中懸掛的電纜有適當的弛度，並能在以外受力時自由墜落。其懸掛高度應保證電纜在礦車掉道時不受撞擊，在電纜墜落時不落在軌道或輸送機上。
（13）電纜懸掛點間距，在水平巷道或傾斜井巷內不超過3m，在立井井筒內不超過6m。
（14）電纜嚴禁懸掛在風管或水管上，不遭受淋水。電纜上不懸掛任何物件。電纜與壓風管、供水管在巷道同一側敷設時，敷設在管子上方，並保持0.3m以上的距離。在有瓦斯抽放管路的巷道內，電纜（包括通信、信號電纜）與瓦斯抽放管路分掛在巷道不同側。盤圈或盤“8”字形的電纜不帶電，但給采、掘機組供電的電纜不受此限。
（15）井筒和巷道內的通信和信號電纜與電力電纜分掛在井巷的兩側，如果受條件所限：在井筒內，敷設在距電力電纜0.3m以外的地方；在巷道內，敷設在電力電纜上方0.1m以上的地方。
（16）高、低壓電力電纜敷設在巷道同一側時，高、低壓電纜之間的距離大於0.1m。高壓電纜之間、低壓電纜之間的距離不小於50mm。
（17）井下巷道內的電纜，沿線每隔一定距離、拐彎或分支點以下連接不同直徑電纜的接線盒兩端、穿牆電纜的牆的兩邊都設置注有編號、用途、電壓和截麵的標誌牌。
（18）立井井筒中所用的電纜中間沒有接頭；因井筒太深需設接頭時，將接頭設在中間水平巷道內。
（19）運行中因故需要增設接頭而又無中間水平巷道可利用時，在井筒中設置接線盒，接線盒放置在托架上，不使接頭承力。
（20）電纜穿過牆壁部分用套管保護，並嚴密封堵管口。
（21）電纜的連接符合下列要求：
①電纜與電氣設備的連接，必須用與電氣設備性能相符的接線盒。電纜線芯使用齒形壓線板（卡爪）或線鼻子與電氣設備進行連接。
②不同型電纜之間經過符合要求的接線盒、連接器或母線盒進行連接。
③同形電纜之間連接時遵守以下規定：a.橡套電纜的修補連接（包括絕緣、護套已損壞的橡套電纜的修補）采用阻燃材料進行硫化熱補或與熱補有同等效能的冷補。在地麵熱補或冷補後的橡套電纜，經浸水耐壓試驗，合格後下井使用。在井下冷補的電纜定期升井試驗；b.塑料電纜連接處的機械強度以及電氣、防潮密封、老化等性能，符合該型礦用電纜的技術標準。
5.3.3膠帶輸送機著火的防治措施
本礦井下帶式輸送機主要是工作麵順槽刮板輸送機。
井下膠帶輸送機著火的原因主要是驅動滾筒打滑後與膠帶產生長時間摩擦而引起的著火，設計對此采取如下的防治措施：
1.膠帶輸送機設有驅動滾筒打滑保護裝置、張緊力下降保護裝置、防撕裂保護裝置、機尾入料、機頭出料堆煤保護裝置、防跑偏（二級）保護裝置、膠帶輸送機過載保護裝置。
2.膠帶輸送機的電動機、減速器表麵最高溫度控製在150℃以下,設有溫度保護裝置，同時可采用變色塗料溫升變色，以便早期發現電氣設備發熱。機械摩擦製動時，要防止出現火花現象。
3.膠帶輸送機巷道中設有煙霧超標保護裝置和自動灑水裝置；機頭煤倉處設有滿倉信號裝置。
4.膠帶輸送機設有溫度傳感器;瓦斯傳感器和溫度傳感器接入生產監控係統和大巷膠帶輸送機的專用微機控製係統。
5.當膠帶輸送機著火時，煙霧和溫度超標信號反饋到大巷膠帶輸送機的專用微機控製係統，使電機斷電製動，並啟動火災報警裝置。
6.膠帶輸送機巷道中在機頭和機尾處的驅動滾筒、導向滾筒、自動張力拉緊和重錘拉緊處設有防止人員接觸的防護欄；行人跨越膠帶輸送機處設有過橋；巷道中的照明采用防爆型燈具，距離不大於30m。
7.與膠帶輸送機配套的驅動裝置的電動機、製動器、電控及保護設備均選用防爆型設備；限矩型偶合器選用水介質液力偶合器。
8.大巷膠帶機驅動裝置設軟啟動裝置，以改善設備受力狀況，提高設備的可靠性和安全程度。上山（下運）膠帶機均設有可靠的防變頻控製及製動裝置，保證膠帶機可靠製動，且滿載停機時不下滑。
5.3.4防止井下爆破引發火災的措施
1.井下爆破材料必須選用正規廠家的合格產品，且必須分批次、分品種存放在爆破材料庫內，並經過檢驗後方可下井。
2.井下爆破材料的使用必須嚴格管理，使用前由放炮員專人領取，當班未用完的必須送回發放室保存。
3.必須采用毫秒電雷管，炮泥要填實，放炮前必須檢測瓦斯等有害氣體濃度，並對其周圍物料進行清理，嚴禁堆放易燃易爆物品。嚴禁使用產生火焰的爆破材料和工藝。
5.3.5其它火災防治措施
1.防雷措施
（1）地麵建築物防雷按《建築物防雷設計規範》要求，按建築物的重要性、使用性質、發生雷電事故可能性和後果分類共分為三類。工業場地內建築物除瓦斯泵站按一類防雷建築物防雷設計，主井井塔、副井、矸石井及西區進風井井架、礦井主變電所按二類防雷建築物設防外，其餘高度在15m及以上的煙囪、水塔等構建築物均按第三類防雷建築物要求設計。
（2）通信線路在入井處裝設防雷電裝置。
（3）入井的管道入井前隔20m須用金屬線跨接，以防電磁感波及井下。金屬結構與管道之間的距離小於100mm時每30m用金屬線跨接。
2.地麵工業場地內各種建（構）築物設有完善的消防係統，並設有消防水池，配備了足夠數量的各種消防器材。
3.在行政辦公樓設消防控製中心，在行政辦公樓、坑木加工房、材料庫、通風機房、井口房、膠帶機棧橋、油脂庫、110kV變電所等處設火災自動報警係統。
4.加強井下可燃物的管理，防止可燃物燃燒引起井下火災。
5.地麵矸石山防滅火措施
（1）地麵矸石山應定期灑水，必要時噴灑長效阻化劑。
（2）矸石山的高度和麵積不得超過設計範圍。
（3）矸石中煤炭較多時，需預先進行分選處理。
（4）地麵矸石應及時清運，可用於平整工業場地和填充礦井道路的路基；礦井開采期的掘進矸石運往臨時矸石山堆置，待塌陷區形成後，所有矸石全部運往塌陷區進行充填。
（5）將礦井消防、生產給水管網接至矸石山水池水泵房，絞車房、推翻車機房設置有消防栓；矸石山絞車房內設滅火器。
（6）矸石山設置的水泵房、水衝擴堆係統可用於矸石山的滅火。
6.地麵輔助生產係統防滅火措施
礦井修理車間、材料庫（棚）、電機車庫、坑木加工房及材料堆場等設施，必須按《煤礦安全規程》要求嚴格實行明火管製，並在各車間配備了必要的消防滅火器材和消火栓等設施。
5.3.6井下消防灑水係統
根據要求，井下必須建立防塵灑水係統，在所有產塵地點進行灑水滅塵。消防管道與灑水管道合用。
井下消防灑水用水由地麵消防水池靜壓供給，經由副立井通過運輸大巷、運輸石門、運輸上山、進入運輸順槽、回風順槽，到達工作麵各灑水點，形成井下消防灑水係統。井下灑水點定為回采工作麵、掘進頭、刮板運輸機轉載點等處，在井底車場、中央變電所、消防材料庫分別設置消火栓，內設DN50×16麻製水龍帶及水槍，此外在回風順槽、回風大巷、運輸巷等處設置風流淨化水幕。
在水泵房、變電所、機頭硐室等不宜用水滅火的地方，設置足夠的滅火器，以保障安全生產需要。
井下消防灑水管路從副井至井底車場的管徑為100mm，運輸大巷的管徑為50mm，順槽管徑為25mm，選用無縫鋼管。井上下高差114m以上，地麵水通過靜壓即可滿足灑水器出口的壓力要求。
另外，消防灑水管路每隔100m設一個三通，運輸順槽及運輸大巷每隔50m設一個三通，以供清洗巷道實際接用。
井下消防灑水係統的布置詳見《井下消防灑水係統圖》。
第六章礦井其它災害的防治
6.1頂板災害的防治
煤礦生產是地下作業、環境特殊、作業空間小、條件條件複雜，受到頂板、瓦斯、煤塵、水、火等五大災害的威脅。目前，我們的裝備水平，技術水平和管理都有新的較大的提高與改善，02manbetx.com 明顯減少。但是，在02manbetx.com 中，冒頂事故仍占著較大比例，這就得引起我們的高度重視，應知道礦山壓力的形成，礦山壓力顯現的規律以及頂板災害的防治措施等。
6.1.1礦山壓力的形成
1.礦壓的概念
地殼中沒有受到人類工程活動影響的岩體稱為原岩，天然存在於原岩內與任何人為原因無關的應力場稱為原岩應力場。當開掘巷道或進行回采工作時，破壞了原來的應力平衡狀態，就引起岩體內部應力的重新分布。它表現為巷道和采煤工作麵周圍煤、岩體產生移動變形甚至破壞，直到煤、岩體內部形成一個新的應力平衡狀態位置。
由於礦山開采活動的影響，在采掘巷道（工作麵）圍岩中所形成的力稱為礦山壓力，簡稱礦壓。
2.本礦可采煤層的基本情況
礦區內工程地質條件差，煤層頂底板岩性據礦井開拓揭露情況及鑽探證實，頂底板大部分為鬆軟的砂岩、粉砂岩及泥岩構成。膠結一般，節理不甚發育，泥岩質地鬆軟，遇水成軟泥，易膨脹和滑落。巷道頂壓側壓較大，底膨明顯，采區巷道采用金屬支架、木支架支護，其餘巷道及硐室均采用荒料石砌镟。
本礦5－1煤組有1－3層夾層，夾層厚度0.10－0.70m，平均厚0.52m。夾層岩性為泥岩，頂底板岩性為泥岩、砂岩。該煤組煤層在建井前已被前人采空。煤層賦存標高580m—524m。
本礦6－1煤層厚度0.46-2.54m。全區大部分可采。夾層厚度0.18-0.70m，平均厚0.52m。夾層岩性為泥岩，頂底板岩性為細砂岩、粉砂岩。該煤組煤層是礦山建井以來的主采煤層，已采空部分資源量。煤層賦存標高570m—490m。
本礦6－2煤層厚度0.15-1.93m，全區大部可采。夾層厚度0-0.68m，平均厚0.3m。夾層岩性為泥岩，頂板岩性為中砂岩，底板岩性為泥岩。該煤層未進行生產性探礦。煤層賦存標高535m—488m。
本礦6－3煤組的煤層所有鑽孔揭露厚度均不可采，但老窯巷道揭露的煤層厚度可達1.07-1.63m，本煤層局部可采。夾層岩性為泥岩，頂板岩性為泥岩，底板岩性為砂岩。該煤層未進行生產性探礦。煤層賦存標高550m—500m。
6.1.2礦壓顯現規律
由於礦山壓力的作用，引起岩體的變形、破壞、冒落以及支撐物的變形、破壞與折損，並會在岩體中產生一係列動力現象，稱為礦山壓力顯現，簡稱壓力顯現。為使礦山壓力顯現不致影響正常的開采和保證生產安全，就必須掌握礦壓顯現的基本規律。
1.采場礦壓顯現規律
（1）采空區上方的“三帶”
采空區上方的岩層，按由下向上的順序逐步冒落，根據破壞特征及結構特點分為三個帶：冒落帶、裂隙帶、彎曲下沉帶
①冒落帶
岩層破碎冒落，下部塊度較小，而且呈雜亂無章堆積，上部塊度大，呈規則的排列。由於岩石的碎脹性，每冒落一些岩層，采空區自由空間的高度就減小一些。
②裂隙帶
岩層中出現許多垂直或斜交於層麵的裂隙，以及順層的離層裂隙，但不冒落。
③彎曲下沉帶
岩層整體彎曲，可能有少許裂隙，影響範圍可波及到地表。
（2）支承壓力顯現規律
①由於支承壓力的作用，可導致頂板預先下沉、煤壁破碎片幫、產生衝擊地壓、煤和沼氣突出等現象。
②在支承壓力的作用下，工作麵前方尚未懸露的頂板，已經開始下沉。一些實際資料表明，頂板下沉量可達15mm～60mm，甚至達100mm。當頂板比較堅硬，煤層較厚或較軟時，頂板下沉量較大。
③由於頂板預先下沉，可能產生裂隙，因而增加了工作麵和工作麵前方區段平巷的壓力。為了防止區段平巷的支架壓壞，事先必須采取措施，如增設抬棚、斜撐支架等。
④工作麵的煤壁，在支承壓力作用下，產生變形破壞，導致煤壁破碎片幫成斜麵；破碎範圍與煤質硬度和支承壓力大小有關，一般為1m～3m；工作麵前方煤壁內支承壓力的峰值，向煤壁內轉移，增壓區（支承壓力區）斜向煤壁裏麵；減壓區擴大；穩壓區向煤壁裏麵轉移。
⑤回采工作麵前後的支承壓力狀態一般可繪成下圖的形式，並且可將其分為應力降低區b（減壓區）、應力增高區a（增壓區）和應力不變區c（穩壓區）。在工作麵前方支承壓力的峰值到煤壁為極限平衡區，向煤體內則為彈性區。
（3）采動後頂板活動的一般規律
①直接頂的初次垮落
回采工作麵從開切眼開始向前推進，直接頂懸露麵積增大，當達到其極限跨距時開始垮落（一般6～20m）。直接頂的第一次大麵積垮落稱直接頂的初次垮落，直接頂初次垮落時的跨距稱初次垮落步距。
②老頂的初次來壓
直接頂垮落後，工作麵繼續向前推進，老頂呈現梁的狀態，老頂的跨度愈來愈大，老頂逐漸彎曲下沉，達到極限跨度時就會斷裂（此時的跨距稱老頂的初次斷裂步距），隨著工作麵推進將失穩，從而造成工作麵頂板急劇下沉，工作麵支架普遍增大，稱老頂的初次來壓（工作麵回采以來的第一次大規模來壓）。由開切眼到初次來壓時工作麵推進的距離稱為老頂的初次來壓步距（一般20～35m）。
③老頂的周期來壓
老頂初次來壓後，老頂的結構將發生變化，將經曆“穩定－失穩－再穩定”的周期性過程，老頂岩梁將周期性失穩下沉，導致工作麵周期性來壓，稱為老頂的周期來壓（老頂的周期性來壓現象）。老頂岩梁周期斷裂的距離，稱為老頂的周期來壓步距（一般為初次來壓步距的1／2～1／4）。
2.巷道礦壓顯現規律
（1）巷道圍岩壓力及影響因素
圍岩壓力:
①概念這種圍岩變形受阻而作用在支護結構物上的擠壓力或塌落岩石的重力，統稱為圍岩壓力。
②分類：鬆動圍岩壓力，變形圍岩壓力，膨脹圍岩壓力，衝擊和撞擊圍岩壓力。
影響圍岩壓力的主要因素:
①開采技術因素：回采工作狀況、巷道保護方法（巷道支護方式、巷道斷麵形狀和大小、巷道掘進方法、巷道基本支護類型和參數等）。
②地質因素：原岩應力狀態、圍岩應力狀態、岩體結構、岩石的組成和膠結狀態、圍岩中水分的補給狀況等。
（2）巷道礦壓控製方法
在控製方法上，有巷道保護、巷道支護、巷道修護三種方式。
巷道保護——在掌握巷道變形破壞影響因素的基礎上，在巷道位置選擇、斷麵設計等方麵為了使圍岩應力和岩體強度保持較適應的關係，以便預防巷道失穩或有效地減輕礦壓危害而采取的各種技術措施。如選擇有利於保持巷道穩定的斷麵形狀、在巷道設計和掘進時就為預期的巷道縮小量而預留備用斷麵、在巷旁留護巷煤柱或砌築人工保護帶、將巷道布置在堅硬岩層中或布置在應力降低區域內等等；
巷道支護——借助於各種礦山支架，去預防巷道圍岩產生過度變形和防止巷道冒頂片幫等，以保證巷道正常使用；
巷道修護——對已經支護過但由於某種原因而產生過度變形或破壞而無法正常使用的巷道，為了改善已經惡化的維護狀況和恢複其穩定性所采取的一些補救措施，如巷道補棚、步柱、擴幫、起底、更換已損壞的支架構件甚至重新支護等。
（3）支架、圍岩相互作用
①在“支架-圍岩”力學平衡關係中，支架隻能承擔極其有限的一小部分載荷，支架這個微小的作用能在一定程度上起到抑製圍岩穩定狀況進一步惡化，限製巷道鬆動範圍內的圍岩移動，防止個別危岩冒落等作用；
②圍岩不僅具有自承力，而且還是一種天然承載構件，但是，圍岩的承載能力不是無限製的，它必須在保證安全的前提下尋求這種合理的“支架-圍岩”相互作用關係。
6.1.3頂板事故的防治措施
煤礦頂板事故包括工作麵頂板事故和巷道頂板事故，從發生的規模而言可分為大型頂板事故和局部頂板事故。
盡管頂板事故比衝擊地壓、瓦斯爆炸及突水事故、火災事故所造成的損失要小，但是我國總體裝備水平仍較落後，管理素質較低，頂板事故的發生頻率較高，因此由頂板事故造成的損失和人員傷亡仍比其它事故高，給煤礦安全生產帶來了極大危害。
1.工作麵、巷道及硐室的支護形式
本礦井有兩個炮采工作麵，采用MZ-1.2型煤電鑽打眼，放炮落煤，人工裝煤。工作麵用SGWD-420D/22型可彎曲刮板輸送機運輸煤炭，用液壓推溜器推移刮板輸送機。回采工作麵支護選用DZ18-30/100單體液壓支柱，HDJA-1000型金屬鉸接頂梁支護。在6-3煤層底板中布置+508m運輸大巷，采用木支護，在6-1煤層頂板中布置+525m回風大巷采用工字鋼支護。井底車場、中央水倉、配電室、等候室采用毛石砌镟支護。其支護設計基本符合下列要求：
（1）工作麵不少於2個安全出口，安全出口必須暢通無阻，安全出口高度不得低於1.6m、寬度不得小於0.8m，且支護完好。
（2）工作麵端頭支護形式、材料、規格符合作業規程中的規定。總的要求應該是加強支護且有長梁抬棚，其長度應為最大控頂加循環進度。
（3）工作麵支架、煤壁和刮板輸送機都應保持直線。
（4）爆破後如果發現頂板破碎，要從輸送機外側支設探到煤幫的前探支架，以支護爆破區的頂板。
（5）攉(裝)煤工站在輸送機外側有支護的地點用鍁先在煤幫側挖柱窩，打上臨時護身柱後，才可進入，在臨時柱的掩護下攉(裝)煤。攉(裝)煤時要清理好安全退路，身子不能靠近煤幫，更不能背靠煤幫攉(裝)煤，以防漏頂片幫傷人。
（6）工作麵的單體液壓支柱必須有足夠的初撐力，增加支架剛度，防止頂板離層。單體液壓支柱初撐力每根不得小於50kN，全部支柱初撐力合格率不小於80％。
（7）采煤工作麵配備柱粱數量充足。
（8）不采用失效柱粱，不使用超過使用期的支柱、不同類型或不同性能的支柱混用。
（9）底板鬆軟是支柱要穿鐵鞋。
（10）切頂排特殊支護數量、質量要符合作業規程要求；頂板來壓或懸頂超過作業規程規定要加強支護或采取人工強製放頂措施，輸送機機頭機尾要按規定使用特殊支護。
（11）工作麵支護要適應工作麵地質條件；支護強、整體性要高。
（12）煤壁留有傘沿空頂空幫，要作臨時支護。
（13）采煤工作麵需要有支護質量監測人員、初撐力監測儀表，衝擊地壓危險礦井要對危險區進行預測預報，或采取治理措施。
2.采煤工作麵頂板事故的防治
頂板事故是指在地下開采過程中，因為頂板意外冒落造成的人身傷亡、設備損害、生產終止等事故。
采煤工作麵頂板事故按冒頂範圍的不同分為局部冒頂和大麵積冒頂兩類。
局部冒頂指範圍不大，有時僅在3～5支架範圍內，傷亡人數不多(1～2人)的冒頂，常發生在靠近煤壁附近、工作麵兩端以及放頂線附近。在實際煤礦生產中，局部冒頂事故的次數遠遠多於大型冒頂事故，約占工作麵冒頂事故的70％，總的危害比較大。從開采工序與頂板事故發生的地點來看，局部冒頂可分成：靠近煤壁附近的局部冒頂；工作麵兩端的局部冒頂；放頂線附近的局部冒頂；地質破壞帶附近的局部冒頂。
大型冒頂指範圍較大，傷亡人數較多(每次死亡3人以上)的冒頂。它包括老頂來壓時的壓垮型冒頂、厚層難冒頂板大麵積冒頂、直接頂導致的壓垮型冒頂、大麵積漏垮型冒頂、複合頂板推垮型冒頂、金屬網下推垮型冒頂、大塊遊離頂板旋轉推垮型冒頂、采空區冒矸衝人工作麵的推垮型冒頂及衝擊推垮型冒頂等。
（1）局部冒頂的防治與處理
從發生地點來看，局部冒頂大致分為煤幫附近局部冒頂、上下出口局部冒頂、放頂線附近局部冒頂、地質構造破壞帶局部冒頂。現分述如下：
煤幫附近的局部冒頂
目前主要防治措施是：①采用能及時支護懸露頂板的支架，如正懸臂支架，橫板連鎖棚子，正倒懸臂支架及貼幫點柱等；②嚴禁工人在無支護空頂區操作。
上下出口的局部冒頂
有效防止上下出口局部冒頂措施如下：①支架必須有足夠的強度，不僅能支承鬆動易冒的直接頂，還能支承住老頂來壓時的部分壓力；②支護係統必須能始終控製局部冒頂，且具有一定穩定性，防止老頂來壓時推倒支架。實踐證明，十字交接頂梁和“四對八梁”支護，效果好。
放頂線附近的局部冒頂
防止放頂線附近局部冒頂的主要措施是：①如果是金屬支柱工作麵，可用木支柱作替柱，最後用絞車回木柱；②為了防止金屬網上大塊遊離岩塊在回柱時滾下來，推倒采麵支架發生局部冒頂，應在此範圍加強支護。
地質破壞帶附近的局部冒頂
防止這類事故措施如下：①應在斷層兩側加設木垛加強支護，並迎著岩塊可能滑下的方向支設戧棚或戧柱；②加強褶曲軸部斷層破碎帶的支護。
局部冒頂事故的處理
①當冒頂範圍不大時，可采用掏梁窩探大扳梁或支懸臂梁的方法處理。首先要觀察頂板動態，加強冒頂區上下部位支架，防止冒頂範圍擴大，再掏梁窩、探大板和掛梁。棚梁頂上的空隙要刹嚴或架小木垛接頂，然後再清除煤浮矸，打好貼幫柱，支好棚梁。
②工作麵局部冒頂範圍沿傾斜超過10m時，應從冒頂區上下兩頭向中間處理，在檢查認定冒頂地帶的頂板已經穩定的基礎上，再加固頂板區上方支架，並準備好材料，清理好人員的安全退路，設專人監視頂板。
③金屬網假頂下的冒頂，如果是小冒頂，可扒出碎矸、鋪上頂網，重新架棚後即可安全通過；如果冒頂區沿傾斜超過5m，則必須將支架改為一梁三柱，梁的一端探入煤壁再鋪網刹頂，或垂直工作麵架雙腿套棚用撞楔法通過；如果冒頂範圍較大，亦可避開冒頂區沿煤壁重新掘開切眼采煤。
（2）采場大麵積冒頂的防治與處理
總結現行有效的經驗歸納出幾條預防采場大麵積冒頂的基本措施：
①提高單體支柱的初撐力和剛度；
②提高支架的穩定性；
③嚴格控製采高；
④采麵從開切眼初采時不要反向開采；
⑤掘進上下順槽時不得破壞複合頂板；
⑥對於堅硬難冒頂板可以采用頂板注水和強製放頂等措施；
⑦加強礦井生產地質工作，加強礦壓的預測預報。
大冒頂事故的處理方法
大冒頂發生後，采取的方法基本上有兩種：一種是恢複工作麵的方法；另一種是開補巷繞過冒頂區方法。
①恢複工作麵的方法處理冒頂
a.從工作麵冒頂處的兩頭，由外向內，先用雙腿套棚維護好頂板，保持後路暢通無阻。棚梁上用板皮刹緊背嚴，防止頂板繼續錯動、垮落。梁上如有空頂，要用小木垛插緊背實。
b.邊清理工作麵邊支護，把塌落的矸石清理並倒入采空區，每清理0.5m工作麵，支一架棚子管理頂板。若頂板壓力大，可在冒頂區兩頭用木垛維護頂板。
c.遇到大塊矸石不易破碎時，應采用電鑽(如有壓風，最好是用風鑽)打眼放小炮的辦法破碎岩石。
d.如頂板冒落的矸石很破碎，一次整修巷道不易通過時，可先沿工作麵煤幫運輸機道整修一條小巷，修通小巷，使風流貫通，運輸機開動後，再從冒頂區的兩頭向中間依次放矸支棚。
②開繞補巷過冒頂
a.冒頂區在工作麵的機頭側時，可以沿工作麵煤幫錯過一段，留3m～5m煤柱，由進風巷向工作麵斜打一條補巷和采煤工作麵相通，就可正常生產出煤。
b.冒頂區在工作麵的中部時，可以平行於工作麵留3m～5m煤柱，重新開一條開切眼。新開切眼的支架，可根據頂板情況而定。
c.冒頂區在工作麵的機尾時，處理的方法與處理機頭側冒頂完全相同。
3.掘進工作麵頂板事故的防治
（1）掘進工作麵嚴禁空頂作業，嚴格控製空頂距。當掘進工作麵遇到斷層、褶曲等地質構造破壞帶或層理裂隙發育的岩層時，棚子支護時應緊靠掘進工作麵，井縮小棚距，在工作麵附近應采用拉條等把棚子連成一體防止棚子棱椎垮，必要時還要打中柱。
（2）嚴格執行敲幫問頂製度，危石必須挑下，無法挑下時應采取臨時支撐措施空頂作業。
（3）掘進工作麵冒頂區及破碎帶必須背嚴接實，必要時要掛金屑網防止漏空。
（4）掘進工作麵炮眼布置及裝藥量必須與岩石性質、支架與掘進工作麵距離相適應，以防止因爆破而崩倒棚子。
（5）采用“前探掩護式支架”，使工人在頂板有防護的條件下出渣、支棚腿，以防止冒頂傷人。
（6）根據頂板條件變化，采取相應的支護形式及破碎帶必須背嚴接實，必要時要掛網防止漏空。
4.巷道頂板事故的防治
（1）巷道交叉處冒頂事故的防治措施
①開岔口應避開原來巷道冒頂的範圍。
②交叉點抬棚的架設應有足夠的強度，並與鄰近支架連接成一個整體。
③必須在開口抬棚支設穩定後再拆除原巷道棚腿，不得過早拆除，切忌支護抬棚。
④注意選用抬棚材料的質量與規格，保證抬棚有足夠的強度。
⑤當開口處圍岩尖角被擠壓壞時，應及時采取加強抬棚穩定性的措施。
⑥交叉點錨噴支護時，使用加長或全錨式錨杆。
⑦全錨支護的采區巷道交叉點應縮小錨杆間距，並使用小孔徑錨索補強。
（2）支架支護巷道冒頂事故的一般防治措施
支架支護巷道的冒頂可分為壓垮型、漏垮型和推垮型：
壓垮型冒頂的預防措施
壓垮型冒頂是巷道頂板或圍岩施加給支架的壓力過大，損壞了支架，導致巷道頂部的岩塊冒落，從而形成事故。
根據上述壓垮型冒頂的原因，可以采取以下防治措施：
①巷道應布置在穩定的岩體中，並盡量避免采動的不利影響。
②巷道支架應有足夠的支撐強度以抵抗圍岩壓力。
③巷道支架所能承受的變形量，應與巷道使用期間圍岩可能的變形量相適應。
④盡可能做到支架與圍岩共同承載。
漏垮型冒頂的預防措施
①掘進工作麵爆破後應立即進行臨時支護，嚴禁空頂作業。
②凡因支護失效而空頂的地點．重新支護時應先護頂，再施工。巷道替換支架時，必須先支新支架，再拆舊支架。錨杆支護巷道應及時施工；施工前應先清除危石，成巷後耍定期檢查危石並及時處理。
推垮型冒頂的預防措施
推垮型冒頂是因為巷道頂幫破碎後，在其運動過程中存在平行巷道軸線的分力，如果這部分巷道支架的穩定性不夠，可能被推倒而冒頂，從而形成事故。
預防推垮型冒頂的主要措施是：
①提高支架的穩定性，可以在巷道的支架之間用撐木或拉杆連接固定，增加支架的穩定性，以防推倒。
②在傾斜巷道中架設支架應有一定的迎山角，以抵抗重力在巷道軸線方向的分力。
（3）根據冒頂的原因，有如下幾條預防措施：
①巷道應布置在穩定的岩體中，盡量避免采動的不利影響。
②巷道支架應有足夠的支護強度以抗衡圍岩壓力。
③巷道支架所能承受的變形量，應與巷道使用期間圍岩可能的變形量相適應。
④盡可能做到支架與圍岩共同承載。
⑤凡因支護失效而空頂的地點，重新支護時應先護頂。
⑥巷道替換支架時，必須先支新支架，再拆老支架。
⑦錨噴巷道成巷後要定期檢查危岩並及時處理。
⑧在易發生推垮型冒頂的巷道中要提高巷道支架的穩定性，可以在巷道的架棚之間嚴格地用拉撐件連接固定，增加架棚的穩定性，以防推倒。傾斜巷道中架棚被推倒的可能性更大，其架棚間拉撐件的強度要適當加大。
6.2衝擊地壓
衝擊地壓又稱岩爆，是指巷道或工作麵周圍岩體，由於彈性變形能的瞬時釋放而產生突然劇烈破壞的動力現象，常伴有煤（岩）體拋出、巨響及氣浪等現象。具有很大的破壞性，可摧毀巷道、引發其他礦井災害，造成人員傷亡，是煤礦重大災害之一。
經測定，本煤礦不存在衝擊地壓。
6.3爆破器材
各種炸藥、雷管、導火索、非電導爆係統、起爆藥和爆破劑及發爆器統稱為爆破器材。為了確保安全，使用爆破器材的單位要特別注意爆破器材的貯存和保管工作。按《爆破安全規程》和《煤礦安全規程》，建立炸藥器材庫，並要有專人管理，不得任意存放，嚴禁將爆破器材發給承包戶或個人保存。嚴防炸藥變質、自爆或被盜竊而導致重大事故。下麵主要介紹炸藥材料的存儲、運輸及爆破作業時應注意的問題。
爆破材料的儲存。為防止爆破器材變質、自燃、爆炸、被盜以及有利於收發和管理，《爆破安全規程》規定，爆破器材必須存放在爆破器材庫裏。爆破器材庫由專門存放爆破器材的主要建構築物和爆破器材的發放、管理、防護和辦公等輔助設施組成。爆破器材庫按其作用及性質分總庫、分庫和發放站；按其服務年限分為永久性庫和臨時性庫兩大類；按其所處位置分為地麵庫、永久性桐室庫和井下爆破器材庫等。
爆破材料的運輸。爆破器材運輸過程中的主要安全要求是防火、防震、防潮、防凍和防殉爆。爆破材料的運輸包括地麵運輸到用戶單位或爆破材料庫，以及把爆破材料運輸到爆破現場（包括井下運輸）。地麵運輸爆破器材時，必須遵守《中華人民共和國民用爆炸物品管理條例》中有關規定。在井下運輸要符合《爆破安全規程》的有關規定。
井下爆破作業的安全要求。井下爆破作業必須使用符合國家標準或行業標準的爆器材。凡從事爆破工作的人員，都必須經過培訓，考試合格並持有合格證。爆破作業必須按破設計說明書或爆破說明書進行。禁止進行爆破器材加工和爆破作業的人員穿化纖衣服。
6.4提升、運輸事故的防治
礦井提升、運輸是煤礦安全生產的重要組成部分。它貫穿於礦井的各個生產環節,具有工作範圍廣,戰線長,設備設施流動性大,涉及人員多等客觀因素,礦井提升、運輸事故在煤礦各類事故中一直占很大的比例。分析礦井提升、運輸事故發生的原因,采取有針對性的預防措施,對促進煤礦安全生產具有重要的意義。
6.4.1本礦井運輸、提升的基本概況
本煤礦在采麵順槽采用SGWD—4200/22型可彎曲刮板輸送機，運輸順槽采用調度絞車運輸，運輸大巷采用蓄電池防爆型電機車串車運輸。人員和材料主要采用立井提升機運輸，本礦井設計有主力井、副立井及專用行人井。主立井擔負全礦井煤炭提升及進風任務，設計選用JT—1.6×1.2—20型提升機。副立井擔負礦井材料、設備升降、矸石提升任務，使用帶GF型防墜器的罐籠和JT—1.2×1/24提升絞車滿足提升任務。專用行人井擔負礦井人員升降任務，使用JT1.2×1.0—24型提升機。主要運輸過程如下：
1.原煤運輸係統
采煤工作麵—運輸順槽刮板輸送機—工作麵煤倉—大巷防爆型蓄電池機車牽引礦車—井底煤倉—立井箕鬥提升至地麵。
2.掘進煤運輸係統
運輸順槽掘進煤通過原煤運輸係統運送到地麵
回風順槽掘進煤矸—回風順槽——回風大巷副井底—副井罐籠提升至地麵。
6.4.2控製運輸、提升事故應采取的措施
1.控製運輸、提升事故的一般措施
（1）運輸提升事故的大部分都是由於有關人員不負責任或違章操作、違章作業所致,因此必須加強對絞車司機和把鉤工以及其他操作人員的培訓和教育,使其嚴格執行崗位責任製和01manbetx 及有關的提升運輸規章製度,增強把鉤工、絞車司機的責任心和操作水平,提高其他作業人員的安全意識。
（2）小絞車存在的缺陷是安裝和維護方麵管理不嚴造成的,為運輸提升事故提供了部分條件。加強對小絞車的安裝、檢修、使用和故障分析工作,並形成製度,使設備始終處於完好狀態。
（3）完善巷道防跑車裝置,加大對安全設施的投入,按要求設一坡三擋,即擋車器、捕車器和套車器。擋車器安裝在巷道上部車場的變坡點處。這是預防跑車的第一道防線,主要用於擋住上車場未掛鉤的礦車和雖已掛上鉤但還沒有發出鬆車信號的礦車,防止滑入巷道跑車。捕車器安裝在提升道的中部,這是預防跑車的第二道防線,主要用於捕捉因多種原因而發生跑車的礦車。捕車器一般是用超速擋車器將失控的礦車捕捉,截斷去路。套車器安裝在巷道的下部車場與巷相道交的變坡點以上位置,這是控製跑車的第三道防線,以保護下車場人員的安全。
（4）加強對巷道、地輥、紅綠燈、信號設施的維修工作,把住軌道鋪設質量,每40m設一躲避洞,定期清理積水和雜物,將鋼絲繩的鏽蝕降低到最低限度。
（5）加強對鋼絲繩的定期檢查和試驗,並做好記錄,嚴禁使用自製插銷和聯接裝置,定期檢查礦車和礦車碰頭,及時更換不合格的礦車。
（6）加大事故查處力度,狠反三違!,對違章作業造成的事故要按照事故四不放過!原則,從嚴查處;對發生的隱患和事故苗頭要及時采取防範措施,及時整改,不留死角。
2.實現皮帶的七大保護控製事故的發生
（1）速度保護：當皮帶機運行時，從動滾筒安全不轉，連續超過5-10S時，發出故障報警信號。
（2）堆煤保護：當煤位傳感器的導杆偏離中心線45°±5°時，自動實現故障保護停車。
（3）跑偏保護：當跑偏傳感器的導杆偏離中心線15°±5°時，自動實現跑偏故障保護。
（4）煙霧保護：當產生煙霧時，煙霧傳感器將此信號送給主機，立即實現煙霧保護。
（5）溫度保護：當監測點溫度超過溫度傳感器的設定溫度時（＋80℃），立刻實現溫度故障保護。
（6）沿線緊急停車保護：當沿線的某一緊急停車開關被接通時，立即實現停車保護功能。
（7）撕帶保護：當運輸帶撕裂時，撕帶傳感器把電信號傳給主機，主機立即實現停車保護功能。
各種故障均具有相應的指示，同時發出語音報警。保護後均處於故障自鎖狀態，並發出相應的語音報警聲。
6.5電氣事故的防治
煤礦電氣事故在煤礦生產中時有發生,它不僅可導致煤礦重、特大事故的發生,同時也嚴重製約煤礦安全生產。因此,必須引起我們高度重視，采取有效措施預防煤礦電氣事故的發生。
6.5.1礦用電氣設備的選擇
1.礦用電氣設備分類
對於煤礦井下常用的電氣設備，根據其應用範圍、結構特點和工作原理，可分為礦用一般型電氣設備和礦用防爆型電氣設備兩類。
礦用一般型電氣設備：專為煤礦生產的不防爆的電氣設備，隻能用於低瓦斯礦井井底車場、總回風巷和隻要進風巷。使用架線電機車運輸的巷道中及沿該巷道的機電硐室也可采取礦用一般型電氣設備，其標誌為“KY”。
礦用防爆型電氣設備：礦用防爆型電氣設備按照《爆炸性環境用防爆電氣設備》標準製造。其總標誌位“EX”，適用於煤礦低瓦斯、高瓦斯和有煤（岩）與瓦斯（二氧化碳）突出、噴出的區域。防爆型電氣設備包括：隔爆型電氣設備d、增安型電氣設備e、本質安全型電氣設備i、正壓型電氣設備p、充油型電氣設備o、砂型電氣設備q、澆封型電氣設備m、無火花型電氣設備n、氣密型電氣設備h、特殊型電氣設備。
2.本礦井電氣設備的選擇
據寧城縣大城子鎮煤建綜合公司煤礦主副井布置方式，兩井負荷均較集中，故決定以主井為中心設簡易地麵變電所，供地麵負荷各電氣設備用電。本礦井選用S9-400/10，400KVA10/0.4型變壓器2台，供地麵380/220V低壓負荷用電，正常運行一台工作、一台備用，負荷率為74%。10kV設備：選用RW4-10跌落式開關。380/220V低壓配電室：380V低壓動力配電櫃采用GGD1型交流固定麵板式開關櫃，采用室內布置方式，配出線采用電纜或架空線。
井下供電電源以0.66kV兩回電纜線路均引自地麵礦用變壓器二次。變壓器型號為KS9-315/10/0.7kV兩台，選用VV42-1000V3×150+1×70mm2聚氯乙烯粗鋼絲鎧裝聚氯乙烯護套電力電纜。由專用行人提升井井筒引至井下中央配電點。
井下供配電電壓采用0.66kV和0.127kV兩種電壓等級，選用BKD1-400Z/0.66Z隔爆真空饋電開關作為總開關，選用兩台KS9-315/1010/0.66kV型礦用變壓器作為井下供電電源。
低壓電纜均選用UY型礦用UY-0.38/0.66型礦用橡套電纜。
電煤鑽電纜選用UZ型礦用電鑽電纜。容量為30kW以上的用電設備均采用礦用隔爆型真空磁力啟動器，容量30kW以下的電氣設備選用隔爆磁力啟動器，掘進工作麵設有FDWB型風電閉鎖開關。
井下照明由井下中央變電所供給，采區照明由各采麵分別供給電纜選用UYQ-3×4+1×4型礦用移動輕型橡套電纜，燈具均選用隔爆螢光燈，隔爆白熾燈。
6.5.2電氣設備的保護
1.地麵供電係統的保護
地麵供電係統采用2支25m高的避雷針，用以保護配電室及室外設備，防止直擊雷侵入。另在10kV各段母線上裝設避雷器，配出線均裝設過電壓保護器，以防止內部過電壓及雷電侵入。
避雷針設獨立接地保護，設備保護接地采用環形網狀布置。避雷針接地電阻不大於10Ω。設備保護接地電阻不大於4Ω。
場地內不設架空線，全部采用電纜線路，場地內各用電設備均設保護接地，電氣設備外殼、電纜鎧裝外皮應與接地網做可靠的電氣連接，照明線路入戶時做重複接地。
2.井下供電設備的保護
井下中央水倉設主接地極，南部采區變電點設局部接地極，各配電點及電纜連接處設輔助接地極，由電纜接地芯線，電纜外層鋼帶連接或井下總接地網接地電阻不大於2Ω，井下采、運係統采用就地控製方式。
6.5.3電氣火災的消防
電氣火災是指由電氣原因引發燃燒而造成的災害。短路，過載，漏電等電氣事故都有可能導致火災。設備自身缺陷，施工安裝不當，電氣接觸不良，雷擊靜電引起的高溫，電弧和電火花也可能導致電氣火災。
1.電氣火災產生的原因:
（1）設備或線路發生短路故障。電氣設備由於絕緣損壞，電路年久失修，疏忽大意，操作失誤及設備安裝不合格等將造成短路故障，其短路電流可達正常電流的幾十倍甚至上百倍，產生的熱量(正比於電流的平方)是溫度上升超過自身和周圍可燃物的燃點引起燃燒，從而導致火災。
（2）過載引起電氣設備過熱。選用線路或設備不合理，線路的負載電流量超過了導線額定的安全載流量，電氣設備長期超載(超過額定負載能力)，引起線路或設備過熱而導致火災。
（3）接觸不良引起過熱。如接頭連接不牢或不緊密，動觸點壓力過小等使接觸電阻過大，在接觸部位發生過熱而引起火災。
（4）通風散熱不良。大功率設備缺少通風散熱設施或通風散熱設施損壞造成過熱而引發火災。
（5）電器使用不當。如電爐，電熨鬥，電烙鐵等未按要求使用，或用後忘記斷開電源，引起過熱而導致火災。
（6）電火花和電弧。有些電氣設備正常運行時就能產生電火花，電弧，如大容量開關，接觸器觸點的分，合操作，都會產生電弧和電火花。電火花溫度可達數千度，遇可燃物便可點燃，遇可燃氣體便會發生爆炸。
2.電氣火災的防護措施
電氣火災的防護措施主要致力於消除隱患，提高用電安全，具體措施如下:
（1）正確選用保護裝置，防止電氣火災發生
①對正常運行條件下可能產生電熱效應的設備采用隔熱，散熱，強迫冷卻等結構，並注重耐熱，防火材料的使用。
②按規定要求設置包括短路，過載，漏電保護設備的自動斷電保護。對電氣設備和線路正確設置接地，接零保護，為防雷電安裝避雷器及接地裝置。
③根據使用環境和條件正確設計選擇電氣設備。惡劣的自然環境和有導電塵埃的地方應選擇有抗絕緣老化功能的產品，或增加相應的措施;對易燃易爆場所則必須使用防爆電氣產品。
（2）正確安裝電氣設備，防止電氣火災發生
①合理選擇安裝位置
對於爆炸危險場所，應該考慮把電氣設備安裝在爆炸危險場所以外或爆炸危險性較小的部位。開關，插座，熔斷器，電熱器具，電焊設備和電動機等應根據需要，盡量避開易燃物或易燃建築構件。起重機滑觸線下方，不應堆放易燃品。露天變，配電裝置，不應設置在易於沉積可燃性粉塵或纖維的地方等。
②保持必要的防火距離
對於在正常工作時能夠產生電弧或電火花的電氣設備，應使用滅弧材料將其全部隔圍起來，或將其與可能被引燃的物料，用耐弧材料隔開或與可能引起火災的物料之間保持足夠的距離，以便安全滅弧。安裝和使用有局部熱聚焦或熱集中的電氣設備時，在局部熱聚焦或熱集中的方向與易燃物料，必須保持足夠的距離，以防引燃。電氣設備周圍的防護屏障材料，必須能承受電氣設備產生的高溫(包括故障情況下)。應根據具體情況選擇不可燃，阻燃材料或在可燃性材料表麵噴塗防火塗料。
（3）保持電氣設備的正常運行，防止電氣火災發生
①正確使用電氣設備，是保證電氣設備正常運行的前提。因此應按設備使用說明書的規定操作電氣設備。嚴格執行01manbetx 。
②保持電氣設備的電壓，電流，溫升等不超過允許值。保持各導電部分連接可靠，接地良好。
③保持電氣設備的絕緣良好，保持電氣設備的清潔，保持良好通風。
3.電氣火災的撲救
發生火災，應立即撥打119火警電話報警，向公安消防部門求助。撲救電氣火災時注意觸電危險，為此要及時切斷電源，通知電力部門派人到現場指導和監護撲救工作。
（1）正確選擇使用滅火器
在撲救尚未確定斷電的電氣火災時，應選擇適當的滅火器和滅火裝置，否則，有可能造成觸電事故和更大危害，如使用普通水槍射出的直流水柱和泡沫滅火器射出的導電泡沫會破壞絕緣。使用四氯化碳滅火器滅火時，滅火人員應站在上風側，以防中毒;滅火後空間要注意通風。使用二氧化碳滅火時，當其濃度達85%時，人就會感到呼吸困難，要注意防止窒息。
（2）正確使用噴霧水槍
帶電滅火時使用噴霧水槍比較安全。原因是這種水槍通過水柱的泄漏電流較小。用噴霧水槍滅電氣火災時水槍噴嘴與帶電體的距離可參考以下數據:10kV及以下者不小於0.7m；35kV及以下者不小於1m；110kV及以下者不小於3m；220kV不應小於5m。帶電滅火必須有人監護。
（3）滅火器的保管
滅火器在不使用時，應注意對它的保管與檢查，保證隨時可正常使用。第四節觸電的危害性與急救人體是導電體，一旦有電流通過時，將會受到不同程度的傷害。由於觸電的種類，方式及條件的不同，受傷害的後果也不一樣。
第七章礦井安全監控係統
7.1概述
礦井安全監控係統主要是用來監測甲烷、一氧化碳、二氧化碳、硫化氫濃度，風速、負壓、溫度、濕度，風門、風窗、風筒狀態，局扇、主扇開停，工作電壓、電流等，並實現甲烷超限聲光報警、斷電，甲烷風電閉鎖控製，斷電命令與饋電狀態不符聲光報警等。
係統一般由傳感器、執行機構、分站、電源箱（或電控箱）、主站（或傳輸接口）、主機（含顯示器）、係統軟件、服務器、打印機、大屏幕、UPS電源、遠程終端、網絡接口電纜和接線盒等組成。
7.1.1礦井安全監控係統的特點及要求
1.礦井監控係統的特點
（1）電氣防爆（煤礦瓦斯、煤塵等易燃、易爆）；
（2）傳輸距離遠（礦井監控係統傳輸距離至少10km）；
（3）網絡結構宜采用樹形結構（井下巷道為樹形分支結構）；
（4）監控對象變化緩慢（礦井監控對象多為緩變量）；
（5）電網電壓波動大,電磁幹擾嚴重（井下空間小，電氣設備多）；
（6）工作環境惡劣（有腐蝕性氣體、礦塵大、潮濕）；
（7）傳感器宜采用遠程供電（傳感器安裝地點環境惡劣，不易就地供電，多采用分站遠距離供電。
2.礦井監控係統信息傳輸要求
（1）傳輸介質：采用礦用雙絞線電纜，光纜；
（2）網絡結構：宜采用樹型網絡結構，易安裝維護；
（3）工作方式：現有監控係統均為主從式，抗故障能力差，今後將向多主或無主工作方式轉化；
（4）傳輸距離：分站與主站之間、分站與分站之間的最大傳輸距離應不小於10km，傳感器及執行機構與分站之間應不小於2km。
7.1.2設置安全監控係統的目的、意義
在礦井中設置安全監控係統是為了礦井安全和正常生產而進行的各種有關參數或狀態的集中監測，並對有關環節加以控製，是保護采掘、運輸、通風、排水等主要生產環節安全運行的重要設施。該係統包括礦井環境安全監測和礦井生產(及設備工況等)監測，礦井環境安全監測用於監測影響生產安全和礦工人身安全的井下環境因素，礦井生產監控係統用來監控煤炭生產主要設備的工況。監控係統一般由傳感器、數據采集站、控製站、信號傳輸係統和地麵中心站組成。
7.1.3礦井安全監控係統的設計原則和依據
礦井安全監控係統選型本著安全、可靠、節省投資的原則。
1.安全性：傳感器的設置應符合國家有關規定和安全要求。
2.代表性：傳感器的設置應符合國家有關規定和安全要求。
3.需要性：傳感器在測點所測內容應能滿足安全生產需要。
4.可能性：安置地點應選在安全可靠位置，無淋水，無冒落被砸危險，不受放炮或其他工序破壞危險的地點，否則應采取必要的防護措施。
5.經濟性：傳感器的數量在滿足安全規程及使用場所要求的前提下，應力求節省。
礦井安全監控係統設置依據為《煤礦安全規程》、《礦井通風安全監測裝置使用管理規定》及《煤礦安全監測係統生產廠家》所提供的產品樣本及選型手冊。
7.1.4礦井安全監控係統的分類
礦井安全監控係統可分為：安全監測監控係統、人員定位係統、視頻監測係統。
7.2安全監測監控係統
目前火災、瓦斯、粉塵爆炸、水災等礦井災害對礦井安全產生了非常嚴重的威脅，給安全生產及人民的生命財產帶來巨大的損失。隨著科學技術的發展和生產的實際需求，礦井生產對安全提出了更新更高的要求。對煤礦這樣的生產型企業，既要解決煤礦生產過程中的安全問題，全麵掌握井下各種安全參數，杜絕各種危害事故的發生，又要掌握礦井生產狀況，依靠科學信息指揮生產，決策管理，實現安全生產管理科學化。建立一個使礦井管理人員能夠及時、準確、全麵地掌握和了解安全、生產的綜合係統，做到對災情的早期預報、自動處理，避免事故發生，保證人身安全及礦井安全生產。為此必須建立一套安全可靠的礦井集中安全監測係統。
7.2.1危險有害因素的識別
礦井下的主要危險有害因素有：甲烷、一氧化碳、硫化氫、粉塵、煙霧等，在井下一定要對其進行安全監測。此外，還要對井下溫度、礦山壓力、井下風速等進行監測。所以要在井下不同的地點設置甲烷、一氧化碳、硫化氫傳感器、風速傳感器、壓力傳感器，主要通風機、局部通風機設置設備開、停傳感器，主要風門應設置風門開關傳感器。
對於礦井的危險有害因素一定要進行及時的監測監控，一旦發現危險有害因素超標或者不符合安全標準要及時的做出防治措施。整個係統實現監測監控功能包括：傳感器數據的采集、超限報警、斷電控製、通信功能、開關量信號輸出、傳感器自校零處理、平均值濾波、非線性補償等。對於不同的監控對象要采取不同的監控過程。比如：甲烷、運輸機的監控。
甲烷的監控：傳感器數據采集（主要是瓦斯氣體濃度的采集）——超限報警、斷電控製（當瓦斯濃度超過限定值時）——通信（與分站進行通信）——開關信號輸出（根據當前瓦斯濃度輸出電流、頻率等製式信號）。
運輸機的監控：傳感器數據采集（主要是對運輸機的載荷、皮帶跑偏值等數據的采集）——超限報警、斷電、停止運轉（當運輸機超載或出現其他事故時）——通信（與分站進行通信）。
7.2.2傳感器的選型
1.傳感器的選型原則
（1）依照礦井的災害種類及災害程度，結合礦井的建設規模，按照《煤礦安全規程》、《礦井通風安全監測裝置使用管理規定》的相關規定和相關專業的設計資料，確定瓦斯，風速、一氧化碳、溫度、負壓、煙霧、風筒開關、設備開停、風電瓦斯閉鎖環節等傳感器型號。
（2）根據測量對象與測量環境確定傳感器的類型。要進行—個具體的測量工作，首先要考慮采用何種原理的傳感器，這需要分析多方麵的因素之後才能確定。包括考慮被測量對象的特點和傳感器的使用條件；量程的大小；被測位置對傳感器體積的要求；測量方式為接觸式還是非接觸式；信號的引出方法等。
（3）靈敏度的選擇。通常，在傳感器的線性範圍內，希望傳感器的靈敏度越高越好。
（4）頻率響應特性。傳感器的頻率響應特性決定了被測量的頻率範圍，必須在允許頻率範圍內保持不失真的測量條件，實際上傳感器的響應總有—定延遲，希望延遲時間越短越好。
（5）線性範圍。傳感器的線形範圍是指輸出與輸入成正比的範圍。以理論上講，在此範圍內，靈敏度保持定值。傳感器的線性範圍越寬，則其量程越大，並且能保證一定的測量精度。在選擇傳感器時，當傳感器的種類確定以後首先要看其量程是否滿足要求。
（6）穩定性。傳感器必須具有良好的穩定性，要有較強的環境適應能力。在選擇傳感器之前，應對其使用環境進行調查，並根據具體的使用環境選擇合適的傳感器，或采取適當的措施，減小環境的影響。
（7）精度。精度是傳感器的一個重要的性能指標，它是關係到整個測量係統測量精度的一個重要環節。傳感器的精度越高，其價格越昂貴，因此，傳感器的精度隻要滿足整個測量係統的精度要求就可以，不必選得過高。這樣就可以在滿足同一測量目的的諸多傳感器中選擇比較便宜和簡單的傳感器。
2.選型結果
根據傳感器的選型原則，本礦井下設KGJ7型甲烷傳感器5台，KGA21型一氧化碳傳感器4台，GW50型溫度傳感器5台，KGF5型風速傳感器3台，GY-3負壓傳感1台，KGN1型煙霧傳感器1台，GCG1000型粉塵傳感器2台。另外，還選用KJFK-1型設備開停傳感器6台和KJFM-1型風門傳感器6台。
7.2.3傳感器的布置
1.甲烷傳感器的布置
（1）采煤工作麵甲烷傳感器的布置
①本礦井為低瓦斯礦井，在采煤工作麵布置甲烷傳感器時至少布置一個。
②采煤工作麵串聯通風時，被串工作麵的進風巷必須設置甲烷傳感器。
③采煤機必須設置機載式甲烷斷電儀或便攜式甲烷檢測報警儀。
④回采工作麵甲烷傳感器應盡量靠近工作麵設置，其報警濃度≥1.0%CH4，斷電濃度≥1.5%CH4，複電濃度﹤1.0%CH4，斷電範圍為：工作麵及回風巷全部非本質安全型電氣設備；有煤與瓦斯突出礦井的回采工作麵斷電範圍：進風巷、工作麵及回風巷全部非本質安全型電氣設備。
（2）掘進工作麵甲烷傳感器的布置
①本礦井為低瓦斯礦井，掘進工作麵必須設置甲烷監控係統。
②掘進工作麵串聯通風時，被串工作麵的局部通風機前必須設置甲烷傳感器。
③掘進工作麵甲烷傳感器應盡量靠近工作麵設置，其報警濃度≥1.0%CH4，斷電濃度≥1.5%CH4，複電濃度﹤1.0%CH4，斷電範圍為：掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。
④回風巷甲烷傳感器應設置在瓦斯等有害氣體與新鮮風流混合均勻,且風流穩定的位置，其報警濃度≥1.0%CH4，斷電濃度≥1.0%CH4，複電濃度＜1.0%CH4，斷電範圍為：掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。
⑤采用串聯通風的掘進工作麵,必須在被串工作麵局部通風機前設置掘進工作麵進風流甲烷傳感器，其報警濃度≥0.5%CH4，斷電濃度≥0.5%CH4，複電濃度﹤0.5%CH4，斷電範圍為：掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。
（3）其它地點甲烷傳感器的布置
①設在風流中的機電硐室的進風側中必須設置甲烷傳感器，其報警濃度≥0.5%CH4，斷電濃度≥0.5%CH4，複電濃度﹤0.5%CH4，斷電範圍為：機電硐室內全部非本質安全型電氣設備。
②高瓦斯礦井的主要運輸巷道內使用架線電機車時，裝煤點處必須設置甲烷傳感器，其報警濃度≥0.5%CH4，斷電濃度≥0.5%CH4，複電濃度﹤0.5%CH4，斷電範圍為：裝煤點處上風流100m內及其下風流的架空線電源和全部非本質安全型電氣設備。
③高瓦斯礦井進風的主要運輸巷道使用架線電機車時,在瓦斯湧出巷道的下風流中必須設置甲烷傳感器，其報警濃度≥0.5%CH4，斷電濃度≥0.5%CH4，複電濃度﹤0.5%CH4，斷電範圍為：瓦斯湧出巷道上風流100m內及其下風流的架空線電源和全部非本質安全型電氣設備。
④在煤與瓦斯突出礦井和瓦斯噴出區域中使用的礦用防爆特殊型蓄電池電機車或礦用防爆型柴油機車時，蓄電池電機車必須設置車載式甲烷斷電儀或便攜式甲烷監測報警儀，柴油機車內必須設置便攜式甲烷檢測報警儀，當瓦斯濃度超過0.5%CH4時，必須停止機車運行。
⑤瓦斯抽放泵站應在室內設置甲烷傳感器，其報警濃度為≥0.5%CH4。利用瓦斯時，還應在輸出管路中設置甲烷傳感器，其報警濃度為不低於30%CH4。不利用瓦斯，采用幹式抽放瓦斯設備時，應在輸出管路中設置甲烷傳感器，其報警濃度為不低於25%CH4。井下臨時抽放泵站下風側柵攔外應設置甲烷傳感器，其報警濃度為≥1.0%CH4，斷電濃度≥1.0%CH4，複電濃度為﹤1.0CH4%，斷電範圍為抽放瓦斯泵。
2.其它傳感器的布置
（1）裝備礦井監控係統的礦井，每一個采區、一翼回風巷及總回風巷的測風站應設置風速傳感器，風速傳感器應設置在巷道前後10m內無分支風流、無拐彎、無障礙、斷麵無變化、能準確計算測風斷麵的地點。
（2）主要通風機的風硐應設置壓力傳感器。
（3）主要通風機、局部通風機必須設置設備開、停傳感器，主要風門應設置風門開關傳感器。
（4）開采自燃煤層的礦井應設置一氧化碳和溫度傳感器，並應設置在風流穩定、一氧化碳等有害氣體與新鮮空氣混合均勻的位置。
（5）采煤工作麵附近需要設置粉塵傳感器。
根據本礦的實際情況，井下傳感器的具體布置見《礦井安全監測傳感器布置圖》。
7.2.4安全監測監控係統的選型
在監測監控係統設備選擇上，選型設備必須符合煤礦井下環境的使用條件，井下設備必須符合《煤礦安全規程》的有關規定，以保證設備本身的使用安全和可靠工作。
1.監測監控設備的選擇原則
（1）設備須符合有關國家標準和行業標準，經國家煤礦安全監察局授權的有資質的檢驗機構進行聯檢合格，取得煤礦礦用產品標誌。用於爆炸環境的煤礦安全監控設備，還必須通過國家技術監督局認證的檢測機構防爆檢驗，並取得“MA”。
（2）優先選用本質安全型設備。
（3）安全監測、監控設備必須具有故障閉鎖功能。
（4）安全監測、監控設備必須具備甲烷斷電儀和甲烷風電閉鎖裝置的全部功能。當主機和係統發生故障時，必須保證甲烷斷電儀和甲烷風電閉鎖裝置的全部功能。當電網停電後安全監測、監控係統必須保證正常工作時間不小於2h。
（5）為防止雷電通過礦井安全監測、監控係統引起井下瓦斯爆炸。係統設備必須具有防雷保護。
（6）為防止人為取消斷電功能，保障煤炭安全生產，係統設備必須具有斷電狀態和饋電狀態監測、報警、顯示、存儲和打印報表功能。
（7）傳輸設備應符合《中華人民共和國煤炭行業標準煤礦用信息傳輸裝置》(MT/T899-2000)。
（8）安全監測、監控設備之間的輸入輸出信號必須為本質安全型信號，設備之間必須使用專用阻燃電纜連接，嚴禁與調度電話線和動力電纜等共用。
（9）符合AQ1029-2007(煤礦安全監控係統及檢測儀器使用管理規範)之規定和要求。
2.監測監控係統的選型結果
本礦確定選用KJ86型煤礦安全與生產監測監控係統。
KJ86型監控係統的地麵中心站主要由監控主機，本地終端和遠程終端，打印機構成。監控主機負責采集、分析、處理、記錄、顯示及打印。操作係統采用win2000。監控主機和各監控終端可以同時互不影響的看到實測數據，監控主機可以打印存儲實時數據和趨勢數據，向井下發送斷電、啟動命令，對係統參數、功能進行設置。同時，該監控主機具備內部組網的功能。
KJ86型監控係統配備智能型KJFT-2型基本分站，可同時配接4個模擬量傳感器和4個開關量傳感器，4個控製量輸出。用於監測井下的各種環境參數及設備開停狀態，實現對被監控電氣設備的起動、斷電及閉鎖的控製。KJFT型監控分站具備風電瓦斯閉鎖和斷電功能，即可獨立工作，又可與KJ86型煤礦綜合安全生產監控係統並網通信。根據地麵中心站指令，實現自動在線監控功能。
KJ86型監控係統配備KJFS-1型數據通信接口裝置，該裝置具有調製解調和安全柵隔離作用。
監控通信采用二線製、無極性連接，成本低，抗幹擾性好，使用和連接非常方便。監控分站具有風電瓦斯閉鎖功能；監控分站盡可能設置在監測點附近。詳見《安全監控係統圖》和《安全監測傳感器布置圖》。
3.監測、監控設備選型
（1）地麵設備
KJ86型安全生產綜合監控係統地麵主要設備包括：監控主機、數據通信接口裝置、打印機、穩壓電源、UPS電源、遠程終端、交換機和線路避雷器。
監控主機選用研華工控機兩台，一台工作，一台備用。主要技術參數：CPU主頻道2.8GHZ，內存512M，硬盤120G，17英寸彩色顯示器。遠程終端選用聯想商用多媒體計算機，應分別設置於礦長室，總工室，安全礦長室，生產礦長室和調度室。主要技術參數：CPU主頻2.4GHZ，內存512M，硬盤80G，17英寸彩色顯示器。交換機選用3COM16口，打印機選用EPSON1600KⅢ型，穩壓電源5KVA,UPS電源山特3KVA/4h。數據通信接口裝置KJFS-1型。為保護監控通信線路及監控設備，地麵中心站至井口通信線路兩端分別安裝KFA1型線路避雷器。
（2）井下設備
KJ86型安全生產綜合監控係統井下設備主要包括：KJFT-2型基本分站和與其配套的甲烷、一氧化碳、溫度、風速、負壓、煙霧、粉塵等模擬量傳感器及設備開停、風門開關等開關量傳感器。
本礦井下設KGJ7型甲烷傳感器5台，KGA21型一氧化碳傳感器4台，GW50型溫度傳感器5台，KGF5型風速傳感器3台，GY-3負壓傳感1台，KGN1型煙霧傳感器1台，GCG1000型粉塵傳感器2台。另外，還選用KJFK-1型設備開停傳感器6台和KJFM-1型風門傳感器6台。按照上述各類型傳感器測點布置情況選用KJFT-2型基本分站6台。
（3）傳輸線路及電源
井筒傳輸線路采用PUYV39-1×4×0.52/7型電纜，平巷傳輸線路采用PUYVR-1×4×0.52/7型電纜，監控分站至傳感器選用YZF4×1型電纜。
地麵中心站由地麵提供可靠的380/220V電源。井下各監控分站采用660V供電，由專用DW80-200型防爆配電開關控製，且不受設備開關控製。傳感器電源為監控分站輸出的安全電壓。
7.3人員定位係統
隨著當今煤礦開采業的不斷發展以及采礦規模的不斷擴大，由於井下工人素質的參差不齊，不可避免的會出現井下作業人員誤入危險場合（如盲巷等），造成人員中毒或窒息等事故。入井人員的位置及活動軌跡不能隨時掌握，造成井下人員工作狀況無法監控，給井下管理帶來巨大困難等，迫使人們不得不重視和研究煤礦井下人員跟蹤定位及考勤管理問題，特別是進入21世紀以來，隨著科學技術的深入發展，新技術、新材料、新工藝、新裝備的不斷使用，煤礦井下人員跟蹤定位及考勤管理技術必將在煤礦廣泛推廣利用，為煤礦的安全生產帶來良好的經濟效果。
7.3.1井下人員定位係統設計原理
1.井下人員定位原理
井下人員定位係統將服務器結構（BS）安裝在井下需要監控的地方，分布區域的大小可視井下具體環境而定，無線通信設備（SDR設備）插在礦工的礦帽上。采用信號強度檢測的方法，實現地麵控製中心對井下人員的實時通信與位置監測。SDR設備內部設有各種芯片，如：Chipcon公司的CC1010無線收發芯片，CC1010集成了射頻發射、射頻接收、PLL頻率合成、FSK調製解調、可編程控製等多種功能。它配置最常用的通信參數，如接收/發射方式、射頻輸出的功率、射頻輸出頻率、數據傳輸率和數據編碼等。
係統采用的定位算法主要是基於信號強度測距法，在已知發射功率的情況下，在接收點測量接收功率，通過測量接收到的信號強度可以推算出井下移動物體到基站的距離，計算傳播損耗，使用理論和經驗的信號傳播模型將傳播損耗轉化為距離。得到SDR與BS之間的大概距離後，采用三邊測距法計算出SDR的位置。三邊計算的理論依據是，在三維空間中，知道了一個SDR設備到三個BS的距離來確定該點的坐標。三邊測距法在二維平麵上用幾何圖形表示出來的意義是:當得到未知節點到一個錨節點的距離時，就可以確定此未知節點在以此錨節點為圓心、以距離為半徑的圓上;得到未知節點到3個錨節點的距離時，3個圓的交點就是未知節點的位置。
2.井下人員定位係統工作原理
人員定位係統的工作原理：在井下需要進行人員跟蹤的區域和巷道中根據現場具體需要放置一定數量的無線標識傳感器，通常情況下隻需要放置一個即可跟蹤巷道進出人員情況。將無線標識傳感器與多功能分站連接並通過傳輸總線與地麵計算機連接。為需要進行人員跟蹤定位的下井人員佩帶一個無線標簽，當下井人員進入井下以後，隻要通過或接近放置在巷道內的任何一個無線標識傳感器，無線標識傳感器便會馬上感應到信號，並上傳到中心站主機，這樣中心站主機就可判斷出具體信息（如：是誰，在哪個位置，具體時間），同時可把它顯示在控製中心的大屏幕或電腦顯示屏上，並做好備份。管理者也可以根據大屏幕上或電腦上的分布示意圖查看某一區域，計算機即會把這一區域的人員情況統計並顯示出來。中心站主機會根據一段時間的人員出入信息整理出這一時期的每個下井人員的各種出勤報表。
7.3.2井下人員定位係統的選擇
選用礦上已安裝使用的由重慶梅安森科技發展有限責任公司研製成功並推廣使用、重慶普聯電氣成套設備有限公司生產的KJ237型礦井人員跟蹤定位係統。
該係統采用無線射頻識別技術，可通過識別卡對入井人員的實時位置、入井路線、出入井時間進行自動統計和顯示，且具有人員監測查詢、統計考勤、係統定位、緊急呼救四大功能。每個入井人員的標識卡上都有緊急呼救按鈕,如遇緊急情況時,按動呼救按紐,地麵主機瞬間便可做出反映並報警。該係統可對井下作業情況進行實時監控，杜絕職工考空勤、脫崗等違規現象，為該礦的現場指揮、緊急救援提供了可靠保障。
7.4視頻監控係統
視頻監控係統是由攝像、傳輸、控製、顯示、記錄登記5大部分組成。攝像機通過同軸視頻電纜將視頻圖像傳輸到控製主機，控製主機再將視頻信號分配到各監視器及錄像設備，同時可將需要傳輸的語音信號同步錄入到錄像機內。通過控製主機，操作人員可發出指令，對雲台的上、下、左、右的動作進行控製及對鏡頭進行調焦變倍的操作，並可通過控製主機實現在多路攝像機及雲台之間的切換。利用特殊的錄像處理模式，可對圖像進行錄入、回放、處理等操作，使錄像效果達到最佳。
7.4.1視頻監控係統的工作原理
視頻監控係統將來自各攝像機的視頻信號輸入視頻采集終端，視頻采集終端通過圖像壓縮算法，將視頻信號轉換為數字圖像，並將經壓縮後的音視頻數據流通過光纖網轉發到視頻監控中心，最後，視頻監控中心的監控計算機對收到的來自前端的圖像和聲音數據，進行解壓縮並通過計算機顯示屏幕和聲卡進行實時監控。
當發生報警時，報警解碼器將聯動報警輸出設備，並通過報警解碼器將報警信號輸入視頻終端，並傳輸到監控中心，監控中心的視頻服務器接收到報警信號後立即發出聲音信號、記錄報警事件、進行硬盤錄像等報警操作。攝像機控製、布防等控製信號是下行傳輸的，由監控中心監控主機發出各種控製信號，視頻采集終端收到控製信號後，通過雲台鏡頭控製器或直接控製攝像機，完成操作。
7.4.2視頻監控係統探頭的布置
本礦井視頻監控係統的探頭主要布置在單位大門口、辦公樓各樓道口、礦井各個井口處、運輸大巷、回風大巷、掘進巷道、采煤工作麵、變電所、井下各個硐室以及采煤機、刮板輸送機機頭等處。
7.4.3視頻監控係統的選擇
本礦視頻監控係統采用KJ70N—AUTO型視頻監控係統。KJ70N—AUTO型視頻監控係統有如下功能和特點：本係統可對地麵及井下關鍵處設備進行實時監控各固定式攝像頭可定點監視；雲台式攝像頭可自動巡檢，也可由操作人員手動選裝和調焦；係統軟件操作方便，使用簡單，可同時在監視牆上顯示多個畫麵，也可使畫麵上電視牆；可尋每個監視點驚醒錄像也可手動錄像，自動生成錄像文件，路線回放操作簡單；係統可覆蓋全礦。
第八章礦井應急救援係統
為了預防礦井事故的發生，並能夠對事故狀態做出迅速、適當的反應，最大限度地減少傷害、損失，降低事故危害程度，減輕或消除事故帶來的危害，礦井必須設置應急救援係統。
8.1礦山救護與自救器配備
8.1.1礦山救護
該礦礦山救護歸平煤救護大隊管轄範圍，因此，該礦不再設專職救護隊，與平煤救護大隊簽訂了救護協議，由平煤救護大隊負責救援工作。但成立輔助礦山救護隊，其編製為11人，按《規程》要求配齊所需救護裝備、儀器，接受救護中心的培訓和指導，完成一般類型的災害處理任務。
根據《礦山安全法》第三十一條規定：礦山企業應當建立由專職或者兼職人員組成的救護和醫療急救組織，配備必要的裝備、器材和藥物。
本礦山救護組織配備的救援器材和設備包括：一氧化碳檢定器、氧氣測定儀、風表、秒表、溫度計、呼吸器校檢儀等檢測儀器儀表；惰性氣體發生裝置、高倍數泡沫滅火機等滅火器材；氧氣充填泵、氧氣瓶、清淨罐、引路繩、小鐵鍬、小鎬、銅錘、銅頂斧和手鋸、瓦刀、電工工具等救護工具；自動蘇生器、擔架、口對口呼吸具、保溫毯、抗休克服、急救箱等器材和用品。
根據《礦山安全法》規定，礦山企業除建立救護組織外，還應建立醫療急救組織，並配備必要的器材和藥物，以保證一旦發生事故時，傷員能及時得到救治。各行業的礦山安全規程對醫療急救機構的建立都有具體要求。
本礦井井下急救站設在井下調度室附近的硐室內，站內有取暖設備、急救電話、氧氣袋、擔架及能為通暢呼吸道、包紮、止血、固定等必需的急救設備和藥品。地麵急救站裝備複蘇器、電吸引器、麻醉機、抗休克褲、充氣止血帶等急救器材和急救藥品。
8.1.2自救器配備
凡入井人員（包括管理人員）配備AZL-60型隔離式自救器，每人一台，計300台，按規定使用和保養。
8.2礦井應急救援
災害應急救援的關鍵，是在了解煤礦主要災害的預兆、發生、發展趨勢及其危害的基礎上，掌握防災、避災和救災知識和技能，嚴格執行各類災害應急預案的各項規定，切實發揮班組長的作用，組織和帶領礦工消除事故或自救、互救，安全撤離事故現場，最大限度的減少災害造成損失。
煤礦五大災害包括：爆炸、突出、火災、水災和頂板事故。爆炸、火災事故主要是中毒窒息，突出事故主要是掩埋和窒息，水災事故主要是淹沒或被困，頂板事故主要是外傷或被困。
8.2.1煤礦井下“六大係統”
根據國務院國發23號《關於進一步加強企業安全生產工作的通知》精神和國家安監總局《國家安全監管總局國家煤礦安監局關於建設完善煤礦井下安全避險“六大係統”的通知》（安監總煤[2010]146號）的總體部署，結合省、市安全監管監察部門關於建設完善煤礦井下安全避險“六大係統”的工作要求和我縣各煤礦企業實際，製定井下安全避險“六大係統”建設規劃。並嚴格按照本規劃開展煤礦井下安全避險“六大係統”建設工作。
煤礦井下安全避險“六大係統”（以下簡稱“六大係統”）是指監測監控係統、人員定位係統、緊急避險係統、壓風自救係統、供水施救係統和通信聯絡係統。所有井工煤礦必須按規定建設完善“六大係統”，達到“係統可靠、設施完善、管理到位、運轉有效”的要求，隻有這樣才能達到井下應急救援的要求。
1.礦井監測監控係統
本礦井安裝有監測監控係統，主要是用來監測甲烷、一氧化碳、二氧化碳、硫化氫濃度，風速、負壓、溫度、濕度，風門、風窗、風筒狀態，局扇、主扇開停，工作電壓、電流等，並實現甲烷超限聲光報警、斷電，甲烷風電閉鎖控製，斷電命令與饋電狀態不符聲光報警等。
本礦井的傳輸介質采用礦用雙絞線電纜，光纜；網絡結構采用樹型網絡結構，易安裝維護；工作方式采用主從式，抗故障能力差，今後將向多主或無主工作方式轉化；分站與主站之間、分站與分站之間的最大傳輸距離應不小於10km，傳感器及執行機構與分站之間應不小於2km。
根據傳感器的選型原則，本礦井下設KGJ7型甲烷傳感器5台，KGA21型一氧化碳傳感器4台，GW50型溫度傳感器5台，KGF5型風速傳感器3台，GY-3負壓傳感1台，KGN1型煙霧傳感器1台，GCG1000型粉塵傳感器2台。另外，還選用KJFK-1型設備開停傳感器6台和KJFM-1型風門傳感器6台。
具體內容詳見第七章。
2.人員定位係統
本礦井已安裝有由重慶梅安森科技發展有限責任公司研製成功並推廣使用的KJ237型礦井人員跟蹤定位係統。礦井在風井、工作麵附近設置了基站，確保準確掌握井下人員動態分布情況和采掘工作麵人員數量。本礦井人員定位係統滿足《煤礦井下作業人員管理係統通用技術條件》（AQ6210-2007）的要求，並取得煤礦礦用產品安全標誌。所有入井人員必須攜帶識別卡（或具備定位功能的無線通訊設備）。
具體內容詳見第七章。
3.緊急避險係統
本煤礦企業按照《煤礦井下緊急避險係統建設管理暫行規定》（安監總煤裝〔2011〕15號）建設了完善的緊急避險係統。緊急避險係統與監測監控、人員定位、壓風自救、供水施救、通信聯絡等係統相互連接，在緊急避險係統安全防護功能基礎上，依靠其他避險係統的支持，提升緊急避險係統的安全防護能力。本礦井設有緊急避險設施，設施按要求提供了安全防護、氧氣供給保障、有害氣體去除、環境監測、通訊、照明、動力供應、人員生存保障等基本功能，在無任何外界支持的條件下額定防護時間不低於96小時，緊急避險設施的設置與礦井避災路線相結合，緊急避險設施應有清晰、醒目的標識。避災路線詳見《井下避災路線圖》。
本礦井在井下設置了避險硐室。主要特點：
（1）能夠有效抵禦外部的受力；
（2）能夠與外部環境完全隔絕（包括有毒有害氣體、高溫高壓等）；
（3）配備一定時間內可以維持生命所必需的氧氣、水、食物等；
（4）配備的設備能夠監測到內外部環境的實時情況；
（5）配備與外部聯係的通訊設備；
（6）避險硐室要與井下原有六大係統全麵對接，互聯互通。
4.壓風自救係統
本煤礦按照《煤礦安全規程》要求建立壓風係統，滿足在災變期間能夠向所有采掘作業地點提供壓風供氣的要求，進一步建設完善壓風自救係統。礦井采用ZY-J礦用壓風自救係統，ZY-J礦井壓風自救裝置是一種固定式永久性自救裝備，本礦井在以下地點安裝壓風自救係統：在有人工作的場所及人員流動的井巷或峒室，在掘進和回采工作麵。當發生煤和瓦斯突出預兆時，工作人員可就近進入自救裝置，打開壓氣閥避災。
5.供水施救係統
本煤礦結合自身安全避險的需求，建設了完善供水施救係統。本礦井輸水係統由四龍村給水係統接出DN100上水管道，送至工業場地各處用水，副井工業場地內原有一座200m3的圓形鋼筋混凝土的日用消防水池，新建一座日用消防泵房，泵房尺寸5.0×6.0=30（m2），井下供水水源引自消防水池和井下水倉，井下水源與地麵供水管網形成係統。管路從副井至井底車場的管徑為100mm，運輸大巷的管徑為50mm，順槽管徑為25mm，選用無縫鋼管。井上下高差114m以上，地麵水通過靜壓即可滿足灑水器出口的壓力要求。礦井供水管路應接入緊急避險設施，並設置供水閥，水量和水壓應滿足額定數量人員避險時的需要，接入避難硐室和救生艙前的20米供水管路要采取保護措施。
6.通信聯絡係統
煤礦按照安全避險的要求，進一步建設完善通信聯絡係統。煤礦安裝KT25無限通信係統，並在礦井主副井絞車房、井底車場、運輸調度室、采區變電所、水泵房等主要機電設備硐室以及采掘工作麵和采區、水平最高點，安設電話。緊急避險設施內、井下主要水泵房、井下中央變電所和突出煤層采掘工作麵、爆破時撤離人員集中地點等地方，設有直通礦井調度室的電話。機房及入井通信電纜的入井口處具有防雷接地裝置及設施。
8.2.2瓦斯、煤塵爆炸事故應急救援措施
1.撤離過程中注意事項：
（1）撤離要快速、鎮靜、有序、低行；
（2）避災路線指示牌破壞時，迎風撤離；
（3）交叉口留設指示行進方向的明顯標誌；
（4）發生二次爆炸的防護，防止火焰火高溫氣體灼傷皮膚；
（5）唯一出口被封堵或前方是高溫濃煙區無法撤退時，應有組織的避災，等待救援。
2.安全救援措施
原則上保障主要通風機正常運轉；遠方切斷災區電源；建立井下救援基地；無爆炸危險時，及時修複巷道與通風設施，盡快恢複通風；若有爆炸危險，現場人員立即全部撤到安全地點，采取措施，防再次爆炸，擴大事故。
8.2.3煤與瓦斯突出事故應急救援措施
1.避災措施：迅速進入避難所或壓風自救裝置處暫避。或者找有壓風管路的巷道或硐室躲避，設法將壓風管路接頭卸開，利用壓縮空氣，延長避難時間。
2.礦組織救援：通知災區人員撤離，啟動預案、成立指揮部，清點人員，組織救援。
3.安全救援措施：通風保障、災區電源控製、井下基地、排放瓦斯、清理突出煤，修複巷道與設施、防再爆炸。
8.2.4瓦斯燃燒應急救援措施
1.報告災情；
2.組織撤離；
3.防止爆炸，遠距離封閉滅火。
8.2.5礦井水災應急救援措施
1.防高壓水流衝擊：在突水迅猛，水流急速的情況下，應避開出水口和泄水流，躲避到硐室內、拐彎巷道或其他安全地點。防止水流打到、衝走或滾動的矸石、木料撞傷。
2.被困避災：應組織好在避災，等待救援；如果條件許可情況下，也可采取必要的自救措施。
8.2.6礦井火災應急救援措施
1.按照避災路線撤離：回風側人員應佩戴自救器，順風流盡快撤到新風中；獨頭巷道或火勢不大且較近時，可以撤到火源進風側。
2.避災自救：無法撤出時，進入避難硐室。若沒有避難硐室，可選擇合適地點，利用現場條件快速構築避難硐室。
8.2.7頂板事故應急救援措施
1.分析、報告災情；
2.防止次生事故：在保障通風、退路暢通、頂板維護好，有專人監護的情況下施救，防止造成二次傷害；
3.傷員現場處置：包紮、固定、止血、運送。
4.當出現大麵積來壓、通風不良、瓦斯急劇上升有爆炸危險時，必須立即撤離到安全地點，遇險時要靠幫或木垛出避災、呼救信號、配合營救。
5.有信心、有計劃的使用礦燈、食物、飲水等，減少氧氣消耗、發出有規律的求救信號，維護冒落地點和人員躲避處支架、打開壓風管路、注意保暖。
8.2.8停風事故應急救援措施
1.停止工作、切斷電源、撤出人員，報告調度室。
2.恢複通風前，先檢查瓦斯掘進工作麵瓦斯，瓦斯超限應采取措施進行排放。
3.檢查局部通風機及其開關附近10米以內風流中的瓦斯都不超過0.5%時，方可人工開啟局部通風機。
4.實行風電閉鎖，先送風，後送電。
8.3避災路線
煤礦井下巷道很多，工作場所分散，為了使每個人都能在一旦發生了重大事故時迅速撤到安全地點，每個礦井要預先對每個工作地區選定了最近最安全的撤退路線，這條最近最安全的路線就叫避災路線。每個在井下工作的人要熟悉這條避災路線。在這些避災路線中，自井下通到地麵的各個主要巷道裏，以及在巷道拐彎的地方和巷道的相互交叉點，都掛有路標，路標上畫著箭頭，指明安全出口的方向，並寫明到安全出口的距離，沿著箭頭指示的方向走去，就可以出井。路標的作用很重要，人人都要愛護它。
每個礦井都至少有兩個通到地麵的出口，如果都是立井，則在每個井筒中還要裝有梯子間，一旦井下發生了重大災害，提升設備受到破壞時，人員可以從梯子間攀登出井。攀登梯子時，要按順序攀登，不要慌亂和擁擠。
井下避災路線包括：瓦斯爆炸、水災、火災、煤塵爆炸等避災路線。詳細的避災路線圖見《井下避災路線圖》。
第九章安全投資概算
9.1概算的投資範圍、編製方法及編製依據
9.1.1投資範圍
本安全投資概算範圍包括寧城縣大城子鎮煤建綜合公司礦井所需的井巷工程安全投資、土建工程安全投資、安全設備及其它安全投資所需的費用。
9.1.2編製方法
本概算編製執行煤規字（2007）第48號文《煤炭建設工程造價費用定額及造價管理》有關規定。
9.1.3編製依據
1.井巷工程：執行2000年國家煤炭工業局頒發的《煤炭建設井巷工程概算定額》（2007統一基價）、《煤炭建設井巷工程輔助費綜合預算定額》（2007統一基價）。
2.土建工程：執行國家煤炭工業局2001年頒發的《煤炭建設地麵建築工程概算指標》（2007統一基價）。
3.設備價格：采用國家煤炭工業局《煤炭工業常用設備價格彙編》、中國建設工程造價協會《工程建設全國機電設備2004年價格彙編》及詢價。
4.其它費用：執行煤規字（2007）第48號文《煤炭工程建設其他費用指標》。
9.2安全投資概算
安全投資概算包括井巷工程、土建工程、設備投資在礦井安全方麵的概算。
表9.1井巷工程安全投資情況表
