回风立井局部通风设计
新;风井通风系统更改及瓦斯排放

中央回风立井总回风道通风系统改造施工安全措施中央回风立井总回风道目前东翼施工260米,西翼施工110米,东翼联络巷和西翼巷道均已进入煤层,原施工采用地面两台通风机进行反转压入方式提供迎头通风,随着巷道延伸,这种方式已经不能满足巷道排放瓦斯的要求,因此项目部决定立即着手对通风系统进行改造,由原地面压入式改为混合式通风。
一、施工方案地面3台通风机(FBDCZ-No12/90×2)由压入式改为抽出式运转,各工作面进风流中摆放2台(FBD-No8.0/45×2)局部通风机,抽风机铁皮风筒口距局扇距离18(大于10米)。
确保能够互相切换,形成井下局部通风机向工作面供风,地面抽风机抽风这样一个混合式通风系统(附中央回风立井独立通风系统图)二、施工安全措施1、通风系统更改前,一定要形成井下各工作面的局部通风,柔性风筒按规定接到距迎头不超过5米处,并且局扇要进行试运转,确保风机运转无误,且切换开关灵敏有效以后,才能进行下一步的改风工作。
2、连接地面主扇的铁风筒要提前按设计位置吊挂到位,并且固定要牢靠,风筒法兰之间连接要密实,不得有漏风的现象。
3、对井下局扇进行试运转时,巷道内进回风流瓦斯浓度都不得超过0.5%,否则不得进行试运转。
4、井下局扇进行试运转前瓦检人员要全程监测风机附近20米范围内的瓦斯浓度,发现浓度超过0.5%以后,立即停止运转,直至瓦斯浓度降至0.5%以下方可再次试机。
5、连接主扇的铁风筒合茬时,通风系统要暂时停止运行,工作人员要提前做好各项准备工作,工具要备齐,动作要迅速,确保合茬时间不超过10分钟,合茬前撤出井下所有无关人员,切断井下所有非本安型电源。
6、井下局扇及铁风筒悬吊要牢固可靠;7、井下改风过程中,瓦检员要全程监测各重要部位的瓦斯情况,确保进、回风流和电机附近不漏检,并将瓦斯情况及时汇报到安调站和项目部,发现异常,及时采取相应措施。
8、系统更改以后,地面和井下各掘进工作面的通风机都应采用三专(专用变压器、专用开关、专用线路)两闭锁(瓦斯电闭锁、风电闭锁)供电。
煤矿通风设计

×××××煤矿矿井通风设计(2013年)矿长;×××设计编写;××××编写日期; 2013年3月3日目录第一章井田概况 (3)第二章矿井通风系统 (9)第三章、矿井风量计算 (11)第四章、矿井风量、风压及等积孔 (15)第五章、反风方式、反风系统及设施 (19)第六章、供热风系统设计 (20)第七章、矿井通风费用计算 (22)第八章、矿井通风系统的合理性可靠性和抗灾能力分析 (24)第九章、附图 (26)前言为了贯彻执行国家的安全生产方针,保障煤矿职工的安全和健康,保证生产建设的正常进行,达到以风定产的要求,让井下各工作面以及其它地点的风量按需分配,特制定本通风设计。
本通风设计主要是根据《中华人民共和国矿山安全法》和2011年版《煤矿安全规程》等有关条款而制定,参考新疆天发工贸有限责任公司第一煤矿《初步设计安全专篇》、《新疆天发公司第一煤矿2011年瓦斯等级报告》二书。
本设计在编写过程中,力求使用专业术语,简明扼要,紧密结合工作实际,对通风设施的设置、管理、各工作面所需风量的配备和安全保证措施都做了明确的规定和要求。
本设计经审批签字后,煤矿要认真组织有关人员学习本设计有关规定,在生产中严格按设计操作,如有变更,必须及时修改或补充说明。
编者2013年3月第一章井田概况一、矿井交通及气候情(一)矿井概况1.交通位置××××××煤矿位于乌鲁木齐市以东八道湾与碱沟之间的九道湾中部。
行政区划属乌鲁木齐市水磨沟区管辖。
井田地理坐标:东经87°41′46″~87°42′36″北纬43°51′35″~43°53′10″井田西距乌鲁木齐市16㎞,北距米泉市15㎞,均有沥青公路相通,交通极为便利。
局部通风设计

局部通风设计第一节通风一、通风方式及风机安设位置采用压入式通风,局部通风机安设在302采区运输巷距302 采区轨道运输巷和302采区回风巷的联络巷口15米处。
二、通风系统新风:地面→副立井→轨道大巷→302联络斜巷→302运输巷(主斜井→轨道大巷→302运输巷)→302采区运输与302回风联络巷及局部通风机→工作面。
污风:工作面→联络巷→302采区回风巷→南翼回风巷→回风立井→地面。
三、局部通风机选型:(1)根据掘进工作面实际需风量,按照风筒百米漏风率实测值计算局部通风机实际吸风量。
Q 扇=Q掘/(1-L 掘/100×η)=150/(1-720/100×2.5%)=188m3/min式中:Q 扇——局部通风机实际吸风量,m 3/min;Q 掘——掘进工作面实际需要风量,m 3/min;η——风筒百米漏风率%,取2.5%;L 掘——掘进工作面长度,m, 取720米;根据上述计算选择FBD5.6/2×15KW 局扇,实际吸风量可达415m 3/min,可满足188m 3/min吸风量。
(2)按照局部通风机最大额定吸风量计算:Q 掘=Q扇×Ⅰ+60×0.25S 最大=415×1+60×0.25×9.1=552m3/min式中:Q 扇——局部通风机最大额定吸风量,m 3/min,取415m3/min;I ——工作面同时通风的局部通风机台数。
;0.25——岩巷,半煤岩巷和煤巷允许的最低风速;S ——局部通风机安装地点到回风口之间的巷道断面积,m 2;取9.1局扇安装处巷道全风压风量为552 m 3/min,大于计算风量,符合规定。
(3) 最大风速验算Q煤≤240 S掘m 3/min≤240×9.1≤2184m 3/min根据风速验算,选取FBD5.6/2×15型号局扇风机可满足实际需求。
四、掘进工作面风筒直径选用标准表2 掘进工作面风筒直径选用标准表五、风量计算掘进工作面实际需要风量,应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机吸风量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
矿井通风系统调整方案及安全技术措施

山西天润煤化集团德通煤业有限公司矿井通风系统调整方案及安全技术措施编制单位:通防技术科编制人:杨震2018年9月16日矿井通风系统调整方案及安全技术措施一、编制目的根据《山西天润煤化集团德通煤业有限公司通风系统变更初步设计》要求,待后期风井装备完成具备挂网运行条件后,对矿井通风系统进行调整,为保证新旧通风系统切换时的安全,特制定矿井通风系统调整方案及安全技术措施.二、编制依据1、《山西天润煤化集团德通煤业有限公司通风系统变更初步设计》;2、临煤审发【2017】10号文,关于山西天润煤化集团德通煤业有限公司通风系统变更初步设计的批复;3、《煤矿安全规程》(2016);4、《煤矿井工开采通风技术条件》 AQ1028—2006。
三、风险辨识1、通风系统调整方案及安全技术措施贯彻不到位,参与人员未按照系统调整顺序进行系统调整,造成系统紊乱、风流短路、用风地点风量不足,造成窒息、中毒.防范措施:通风系统调整前,制定详细通风系统调整流程图,召开预备会,进行详细安排部署,将通风系统调整方案及安全技术措施传达至每个参与人员并签字确认。
2、通风设施施工不到位或施工质量较差,造成通风系统紊乱,局部地点风量不足。
防范措施:通风设施严格按设计施工,系统调整前要经通防技术科和安全监察科共同验收合格,方可进行通风系统调整。
3、系统调整过程中,仪器仪表不完好或操作不当,导致通风参数测定不准确,影响通风。
防范措施:各种仪器仪表不完好不得入井,现场使用仪器仪表时,必须再次检查完好性.4、系统调整过程中,现场警戒未设置或设置不到位,人员进入微风、无风区,造成窒息、中毒。
防范措施:通风系统调整期间,对可能存在微风、无风区域要设置警戒,悬挂“严禁入内”警戒牌,严禁人员进入。
四、组织机构为保证调整工作顺利进行,成立通风系统调整领导组.组长:孙毅(矿长)副组长:李云义(总工程师)魏庆阳(生产矿长) 徐衍超(通风矿长)孙玉宝(机电矿长)王荣年(安全矿长)成员:王志刚(通防副总)徐小波(机电副总)周成(安全副总)李建华(技术副总) 娄峰(生产副总)于刚(地测副总)阴法滨(通防技术科科长)武明刚(安全监察科科长)刘院(机电技术科科长)杜建廷(采掘技术科科长)高照全(地测技术科科长)孙兆军(调度室主任)巩金涧(监测监控队队长)张广勇(通防工区区长)设立井筒贯通与风机挂网运行指挥部,指挥部设在调度室。
矿井通风课程设计煤矿的通风系统

矿井通风课程设计--煤矿的通风系统前言本设计是针对于邓家庄煤矿的通风系统进行的设计,内容涉及较多,设计时间较短,对于我来说,设计的过程是一个学习的过程,更是一个把所有知识与实践相结合的一个过程。
再此设计过程中,通过查阅资料和在老师的帮助下对全矿有了较为全面的认识和了解,其中以前的矿井开拓设计也为本次设计打下了一个良好的基础。
同时涉及的参考文献较多,由于参考资料层次不齐,难免存在一些错误,还望大家见谅。
根据设计大纲所要求内容,将设计分为五章,内容主要有三部分,第一部分主要是对于邓家庄煤矿的地质条件和水文、煤层情况进行分析,从而合理的对煤田进行划分,内容涉及第一章。
二到四章为设计的第二部分,也是本次设计的核心内容,主要是对矿井的开拓和通风系统进行合理设计,选择合理的通风方式和方法,并计算出容易时期和困难时期的风阻,最后选择出适合的风机和对通风费用进行概算。
第五章介绍了矿用设备的选择。
由于时间紧迫,加之所学知识有限,本设计中难免有错误和不妥之处,欢迎大家批评指正。
2013年12月23号·2·目录前言 (2)目录 (3)第一章井田地质条件 (4)1.1井田概况 (4)1.2水文和地质条件 (6)1.3煤层及煤质 (8)第二章井田开拓 (14)2.1井田再划分 (14)2.2井田开拓方式 (19)2.3主要巷道设计 (25)2.4井底车场设计 (29)第三章采煤方法 (33)3.1采煤方法选择 (33)3.2采区巷道布置及回采工艺 (35)3.3采区车场选择 (37)3.4采区生产能力确定 (39)第四章通风系统设计 (41)4.1矿井通风系统设计 (41)4.2采区通风系统设计 (42)4.3风量计算与分配 (48)4.4计算矿井通风系统总阻力 (54)第五章矿井通风设备选择 (63)5.1主要通风机的选择 (64)5.2电动机的选择 (70)5.3矿井通风费用计算 (71)致谢 (73)·3·参考文献 (75)第一章井田地质条件本章主要介绍井田的地理概况以及井田煤系地层、开采赋存条件、地质构造及水文地质条件、煤层瓦斯涌出规律等地质概况。
矿井通风课程设计

矿井通风课程设计设计说明 (3)1 矿井概述及井田地质特征 (4)1.1 矿区位置、交通及自然天文概略 (4)1.1.1 矿井位置与交通 (4)1.1.2 矿区自然天文地形 (4)1.2 井田概略与地质结构 (5)1.2.1 井田范围概略 (5)1.2.2 井田主要地质结构 (5)1.2.3 地层特征 (5)1.3 井田煤层与煤质 (6)1.3.1 井田煤层 (6)1.3.2 水文地质条件 (7)1.4 煤层瓦斯、煤尘及煤层发火规律 (8)1.4 瓦斯、煤尘及煤的自燃倾向性 (8)2 井田开拓 (8)2.1井田境界、储量、设计才干及效劳年限 (8)2.1.1井田境界 (8)2.1.2井田储量 (8)2.1.3矿井设计消费才干及效劳年限 (11)2.2井田开拓方式 (11)2.2.1矿井开拓方式确实定 (11)2.2.2井筒方式 (12)2.2.3 井底车场及硐室 (12)3 采煤方法和采区巷道布置 (14)3.1 采煤方法 (14)3.1.1 采煤工艺 (14)3.1.2 回采工艺和开采顺序确实定 (16)3.2 采区巷道布置 (17)3.2.1采区上山布置 (17)3.2.2.区段平巷布置 (17)3.2.3采区车场布置 (18)3.2.4采区硐室简介 (19)3.3矿井消费系统 (20)3.3.1矿井运输系统 (20)3.3.2矿井运料系统 (20)3.3.3矿井通风系统 (20)4 矿井通风设计 (20)4.1 通风系统确实定 (20)4.1.1 矿井通风设计概述 (20)4.1.2通风系统设计的原那么和要求 (20)4.1.3 选择通风系统主要思索要素 (21)4.1.4 矿井通风系统确实定 (22)4.2 风量计算 (29)4.2.1 风量计算 (29)4.2.2风量的调理方法与措施 (34)4.3 矿井总风量的分配 (34)4.3.1分配原那么 (34)4.3.2分配的方法 (34)4.3.3风量分配 (35)4.4矿井通风阻力的计算 (36)4.4.1计算原那么 (36)4.4.2摩擦阻力的计算 ........................................................ 错误!未定义书签。
矿井通风设计精选全文

可编辑修改精选全文完整版前言井田概述一井田境界:煤层走向长约1200m,倾斜长约800m,地表平坦,标高+35m。
井田内有二个煤层,3号煤层厚度为2.3m,5号煤层厚度为2.5m,煤层露头为-100m。
煤层倾角12º。
各煤层厚度、间距及顶、底板情况见下表:地质构造简单,无断层,m,m2顶板岩性为细砂岩,顶板中等稳定,各煤层的容重γ=1.5t/m3。
,煤层无自燃倾向,表土内有流砂。
二矿井采区储量:井田采用一对立井开拓,井筒位置布置在井田走向中央和倾斜中部。
井田划分为三个阶段,每个阶段垂高200m,由于倾角较大均采用上山开采,一水平运输大巷布置在-200m 水平,大巷沿m3煤层底板开拓,位置距m3煤层垂直距离25m,回风大巷布置在+0m标高,距m3煤层的距离与运输大巷相同,矿井设计能力为年产60万t。
主井采用箕斗提升,副井采用罐笼提升。
井底车场选用立井刀式环形车场,大巷运输采用600mm轨距架线式电机车运输,矿车选用1t固定式U型矿车。
采区工作制度规定如下:年工作日数:330天。
每日工作班数:3班。
每班工作时数:8h。
第一章选择矿井通风系统通风系统选择的原则:要求要符合安全可靠、技术先进合理、经济、投产快等。
矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的进、回风井的布置方式,主要通风机的工作方法,通风网络和风流控制设施的总称。
按进、回风在井田内的位置不同,通风系统可分为中央式、对角式、区域式及混合式。
由于煤层倾角较小,埋藏较浅,井田走向长度不大等条件,故确定为中央边界式通风系统。
采区通风系统:采区共设3条上山,1条轨道上山和2条回风上山。
根据《煤矿开采安全规程》规定,再结合矿井的实际情况,本矿井采用抽出式通风方式。
第二章计算和分配矿井总风量矿井需风量,按下列要求分别计算,并采取其中最大值。
(一) 按井下同时工作的最多人数计算,每人每分钟供风量不小于4m3。
(二) 按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总合进行计算。
总回风巷掘进工作面局部通风机安装设计

总回风巷掘进工作面局部通风机安装设计一、设计参数:总回风巷掘进工作面位于新回风立井底部,设计与现回风大巷贯通长度175米,净断面为14.06m2,开口位置在新回风立井井底,预计工作面掘进施工的瓦斯涌出量为1.0m3/min。
二、通风系统及通风方式的确定:1、通风系统:地面局部通风机→新回风立井井筒→新总回风巷掘进工作面→新回风立井井筒→→地面2、通风方式:采用压入式局扇供风。
三、局扇及风筒的选择:1、掘进工作面需要风量计算:(1)按CH4涌出量计算局扇需要风量Q掘=100×q掘×K掘通(m3/min)式中:Q掘——单个掘进工作面需要风量,m3/min;q掘——掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量,1.0m3/min;K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数。
一般取K掘通=1.5;100——掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。
Q掘=100×q掘×K掘通=100×1.0×1.5=150(m3/min)(2)按照风速、温度计算掘进工作面需要风量Q掘=60×V掘×S掘max×K温m3/min式中:V掘——局部通风机供风巷道内最低允许风速,m/s;岩巷V掘≥0.15m/s,煤巷和半煤岩巷V掘≥0.25m/s;S掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面积(掘进工作面因出现断层、高冒、地质构造造成巷道断面积的增大除外),m2;K温——局部通风机供风巷道空气温度调整系数,(见表1);Q掘=60×V掘×S掘max×K温=60×0.25×15.52×1.0=233m3/min (3)按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量:每人供风≮4m3/min,Q掘>4Nm3/minQ掘=4×14=56m3/min(掘进工作面同时工作的最大人数14人)每千克炸药供风≮25m3/min:Q掘>25A m3/minQ掘=25×48=1200m3/min,式中:N,掘进工作面最多人数;A,一次爆破炸药最大用量,Kg。
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回风立井局部通风设计施工地点:编制单位:施工单位:编制时间:领导会审签字栏回风立井局部通风设计1、通风线路新鲜风流:地面局部通风机→风筒→掘进工作面乏风流:掘进工作面→回风井井筒→地面2、风量计算1)按工作面最多作业人数计算Q0=4N=4×15=60m3/min=1m3/sN:工作面最多作业人数,取N=152)按炸药一次爆破量计算Q1=0.13/t×[A×(SL)2×k]1/3式中:t: 爆破后通风时间,取30分钟S:井筒净断面取S=19.63m2L:炮烟吹出高度取L=60mA:工作面一次爆破炸药量取A=47.4KgK:风筒调整系数取K=0.3Q1=1.9m3/s3)按瓦斯涌出量计算Q2=100KQ绝=100×2×1.45=290 m3/min=4.83 m3/sK:通风系数取K=2Q绝:瓦斯绝对涌出量,Q绝=1.45m3/min4)按CO2涌出量计算Q3=100KQ绝=100×2×0.97=188m3/min=3.13 m3/sK:通风系数取K=2Q绝:CO2绝对涌出量 Q绝= 0.94 m3/min,式中各参数意义同上。
Q2>Q3>Q1>Q0,风量按Q2计算5)按井筒规定最低风速校验Q=0.15S=0.15×19.63=2.94m3/s<4.83m3/s按Q=4.83m3/s选取风机型号。
风量Q风=289.8m3/min。
3、通风机选型根据计算风量及风压,选用2×15KW对旋轴流式通风机,满足要求。
通风机主要技术参数:型号:FBD NO6.0/2×15对旋风机全压:385~5080(Pa)风量:250~370(m3/min)4、局部通风机的设置及要求1)局部通风机安设在距井口20m以外的压风机房旁边。
2)风机必须吊挂在巷道顶板上或放在风机托架上,距地面不小于300㎜。
3)局部通风机必须挂牌管理,专人负责,实现“双风机、双电源”,实现三专(专用变压器、专用开关、专用线路)、两闭锁(风电、瓦斯电闭锁)。
4)风筒出口距工作面距离岩巷不得超过10m,煤巷不得超过5m。
5)风筒吊挂靠帮、靠顶,要求逢环必挂平直,不出现拐死弯现象。
6)风筒接头严密(手距接头处0.1m处感到不漏风)无倒插口,必须反压边,无破口(末端20m除外)。
5、瓦斯管理1)掘进工作面瓦斯变化异常时,必须停止作业,撤出人员,制订专门措施,报矿总工程师和项目部总工程师批准后方可继续作业。
2)矿井回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过0.75%时,必须立即查明原因,进行处理。
3)掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员采取措施,进行处理。
4)掘进工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1%时,必须停止用电钻打眼;爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时,严禁爆破。
5)掘进工作面及其它作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。
6)掘进工作面及其它巷道内,体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。
7)对因瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1%以下时,方可通风开动。
8)临时停工地点,不得停风;否则必须切断电源,设置栅栏,揭示警标,禁止人员进入,并向项目部调度室汇报。
停工区瓦斯或二氧化碳浓度达到3%或其它有害气体超过《煤矿安全规程》规定不能立即处理时,必须在立即封闭。
9)严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。
恢复已封闭的停工区或掘进工作面接近这些地点时,必须事先排除其中积聚的瓦斯。
排除瓦斯工作必须制定安全技术措施。
10)临时停风的巷道(包括长度在6m以上的盲巷),必须断电撤人、设置栅栏、揭示警标。
停风时间较长的要进行密闭。
①、栅栏、临时密闭的位置距巷道外口不超过6m。
②、栅栏质量符合要求,高度大于巷道高度的三分之一,网格为200×200㎜,并牢固可靠。
③、盲巷、栅栏、密闭等设施要定期检查,并建立检查台帐。
11)特殊情况下,井下进行电气焊必须每次制定安全措施。
12)项目部经理、技术负责人、爆破工、掘进队长、通风队长、工程技术人员、班长、流动电钳工一井时,必须携带便式甲烷检测仪。
瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪。
安全监测工必须携带便携式甲烷报警仪或便携式光学甲烷检测仪。
13)所有掘进工作面、硐室、使用中的机电设备的设备地点,有人作业的地点都必须检查瓦斯。
14)掘进工作面的瓦斯深度检查次数规定:每班必须设专职瓦斯检查工经常检查。
15)掘进工作面的二氧化碳深度检查次数规定:每班必须有专职瓦斯检查工经常检查。
16)本班未进行工作的掘进工作面,瓦斯和二氧化碳应每班至少检查1次;可能涌出或积聚瓦斯或二氧化碳的硐室或巷道的瓦斯和二氧化碳应每班至少检查1次。
17)瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度,并认真填写瓦斯检查班报。
每次检查结果必须记入瓦斯检查班报、手册和检查地点的记录牌上,并通知现场工作人员。
18)井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度每天至少检查1次,挡风墙外的瓦斯浓度每周至少检查1次。
19)瓦斯检查员每检查一个地点都要将检查时间和结果及时填写在瓦斯检查牌板和瓦斯检查记录手册上。
做到瓦斯牌板、检查记录手册、瓦斯台帐三对口。
瓦斯检查员要及时向调度室汇报瓦斯检查及其它情况,异常情况立即汇报。
20)瓦斯检查员必须现场交接班。
21)在井下有瓦斯区域内进行机电设备检查检修,必须有专职瓦斯员在现场检查瓦斯。
22)通风队值班人员必须审阅瓦斯报表,掌握瓦斯变化情况,发现问题,及时处理,并向项目部汇报。
6、防尘设置1)防尘水源来自地面,井筒内铺设4寸钢管向井下供水,距工作面30m时设分水器,利用胶管接到工作面用水设备上。
2)井筒内每50m设一个三通供冲洗巷道使用。
3)采用湿式打眼;爆破前要对工作面20m范围内的巷道进行冲洗,爆破后出碴前要对矸石洒水降尘;放炮使用水炮泥。
4)装岩机卸碴槽上方设一道喷雾。
5)距工作面50m处、距井口20m处各设一道能封闭全断面的常开水幕。
6)下井职工要按规定配戴防尘口罩。
7)巷道要定期冲尘,每周一次。
8)防尘系统地面→回风立井井筒→掘进工作面7、防灭火设置1)巷道掘进采用风钻打眼、喷浆或混凝土支护、爆破喷雾降尘,防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。
灭火方法一般采用黄土、砂和水直接灭火;电器设备用黄土、砂灭火,严禁用水灭火。
工作面、机电设备处必须配备足够数量的灭火器2)电器设备实现“三无”,杜绝“失爆”。
3)遇火灾时,应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况,立即采取一切可能的方法直接灭火,控制火势。
电气设备着火时,应首先切断电源,在切断电源之前,只准用不导电的灭火器材进行灭火。
灭火过程中,必须由班长统一指挥,在通风、安监人员的监督、监护下进行,并有指定专职瓦斯检查工检查有害气体和风向、风量的变化,采取防止人员中毒的措施,同时立即汇报调度室。
如果控制不住火势,所有人员工要戴上自救器,向进风方向迅速撤离。
灭火、撤离过程中所有人员必须听从瓦斯检查工的指挥。
8、安全监控设置1)便携式甲烷报警仪的配备和使用:①、队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪,对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测,如有报警现象(甲烷报警点为1﹪)必须进行处理。
②、爆破工下井担任爆破工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作,并做好记录。
③、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧,当报警时,停止工作,进行处理。
④、机电电钳工下井担负机电维修工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在检修工作地点20m范围内检查瓦斯浓度,有报警现象时,不得通电或检修。
2)甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用:①、掘进工作面甲烷传感器安设在距工作面不大于5m的巷道内(回风流中甲烷传感器安设在距回风口10—15m的回风流中),其报警浓度为1.0﹪CH4,断电浓度为1.5﹪CH4,复电浓度为1.0﹪CH4,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。
②、甲烷传感器应布置在巷道的上方,垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm。
③、安全监测监控设备每月至少调校一次。
每10天必须使用校准气样和空气气样调校瓦斯传感器,便携式瓦斯检测报警仪器1次,每10天必须对甲烷超限断电功能进行测试。
9、爆破作业1)掘进工作面所有爆破人员,包括爆破、送药、装药人员,必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。
2)井下爆破工作必须由专职爆破工担任,严格执行作业规程及其爆破说明书。
爆破作业必须执行“一炮三检制”。
“一炮三检制”是指装药前、紧接爆破前和爆破后,瓦斯检查工要认真检查爆破地点附近的瓦斯,瓦斯浓度超过1%时,严禁爆破。
3)严格执行“三人连锁放炮”制度“三人连锁放炮”是指放炮前放炮员将自己的警戒牌交给班组长,班组长派人警戒并检查顶板、支架等情况,下达放炮命令并将自己的放炮命令牌交给瓦检员,瓦检员检查放炮地点及其附近的瓦斯符合规定时,将自己的放炮牌交给放炮员,放炮员吹出放炮口哨后开始放炮,放炮完毕后3牌各归原主。
4)装药前和爆破前有下列情况之一的,严禁装药、爆破:①掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定,或者支架有损坏,或者有伞檐时。
②爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。
③在爆破地点20m以内,有矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。
④炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散。
⑤岩巷风筒出风口距工作面超过10m(煤巷5m)或风筒落地、被挤压、破损严重等工作面风量不足时。
10、防止从井口坠人坠物措施1)防止从井口坠人坠物①井盖门、各通过口平时要盖严封好。
②提升过程中距井口60~80m应及时打开盖门,防止撞坏造成坠物。
③井盖门两侧要设栏杆,井盖门打开时,不准随便向下观望,探头往下观望时,须防止帽、物、工具等坠下。
④升降悬吊设施需打开通过口时,必须先打扫干净,确定无坠物后方可把盖门打开。
⑤悬吊设备升降通过时,看管人员所用工具必须拴绳,确保不会坠落,严防管子挂住通过口,造成卡子、接头等物坠入井底。
⑥在井口附近维修作业必须把各管路通过口盖严,所用工具材料有序堆放安全地点,确保不会坠落。
工作完成后打扫干净现场,盖好通过口。
⑦发出提升信号后,人员不得抢上抢下吊桶,井盖门打开时严禁上下吊桶,防止坠人。
⑧井口不准乱放东西,要经常打扫,保持清洁。
2)防止从吊盘坠人坠物①吊盘上不准乱放东西,不准停放无用材料、工具等。