矿井通风安全情况

1、.：.；矿井通风平安情况1、瓦斯根据山西省煤炭工业局晋煤安发202188号文“关于吕梁市2021年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，永宁煤业4号煤层绝对瓦斯涌出量为0.46m3/min，相对瓦斯涌出量为0.83m3/t；二氧化碳绝对涌出量为0.53m3/min，二氧化碳相对涌出量为0.95m3/t，为低瓦斯矿井。2021年8月，永宁煤业委托山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿矿井瓦斯涌出量进展预测，瓦斯涌出量预测如下表：表6-1-1 矿井瓦斯涌出量预测结果表 消费时期日产量(t/d)瓦斯涌出量消费采区(m3/t)已采采区系数合 计 (m3/t)(m3/min)初

2、期27272.141.152.464.66中期27273.171.153.656.91后期27273.141.203.777.14根据预测结果，矿井属于低瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性据山西煤矿矿用平安产品检验中心煤样检验报告：4号煤层火焰长度15mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量55，煤尘有爆炸性；综上所述，井田内4号煤层煤尘均有爆炸性危险性，因此，在今后开辟、消费中应留意洒水防尘，定期清理巷道壁浮尘，以杜绝煤尘爆炸事故的发生。3、煤的自燃倾向据山西煤矿矿用平安产品检验中心煤样检验报告：4号煤层吸氧量0.6978cm3/g，属级自燃煤层。4、地温据该矿多年的开采记录和井下调查，未发现地温、地压异常景象

3、，本井田属地温、地压正常区。6.2 矿井通风6.2.1 通风方式及通风系统1、通风方式根据开辟部署，矿井采用中央分列式通风方式。主扇的任务方式采用抽出式。2、通风系统4号煤通风系统如下：新颖风流主斜井(副立井)4号煤轨道大巷(运输大巷)任务面运输顺槽回采任务面回风顺槽4号煤回风大巷集中回风巷回风立井地面。6.2.2 井筒数目、位置、效力范围及效力时间由于本矿井井田面积较小，煤层比较薄，矿井达产时为一井两面，井筒数目为3个，其中主斜井、副立井进风，回风立井为公用回风井。三个井筒效力于全矿井，效力年限21.6a。6.2.3 掘进通风及硐室通风到达设计产量时，4号煤层配备一个炮掘面和一个综掘面，为独

4、立通风。掘进任务面通风采用局扇，压入式通风，双巷掘进时局扇型号为FBD5.6/27.5，功率为15kW。井下硐室除爆破资料发放硐室、采区变电所、消防资料库采用独立通风外，其他均采用新风并联或分散通风。6.2.4 矿井风量、通风阻力及等积孔计算根据山西省煤炭工业局综合测试中心提供的永宁煤业矿井瓦斯涌出量预测报告，对该矿矿井瓦斯涌出量进展预测，瓦斯涌出量预测如表6-2-1、6-2-2。表6-2-1 各采区回采任务面瓦斯涌出预测结果表 开采时期煤层采区瓦斯含量m3/t日产量t瓦斯涌出量开采层m3/t临近层m3/t合计相对涌出量m3/t绝对涌出量初期4号一采区3.5817270.860.251.111

5、.336号二采区4.208641.500.351.851.11中期6号二采区4.208641.500.351.851.1110号二采区4.5017271.820.292.112.53后期10号一采区4.5025901.820.292.113.80表6-2-2 消费采区瓦斯涌出量预测结果 消费时期日产量(t/d)煤层采区瓦斯涌出量回采(m3/t)产量t掘进(m3/min)采空区系数合 计(m3/t)(m3/min)初期27274号1.1117270.211.252.144.056号1.858640.19中期27276号1.858640.191.253.176.0010号2.1117270.39后

6、期272710号2.1125900.391.303.145.95一、风量计算矿井消费分为三个时期，分别为投产初期4号煤消费0.6Mt/a，6号煤消费0.3Mt/a；消费中期6号5号煤消费0.3Mt/a，10号煤消费0.6Mt/a；消费后期10号煤消费0.9Mt/a。瓦斯预测也是根据各个消费时期个煤层的产量进展的预测，因此风量需求根据不同时期分别计算。根据，矿井需求的风量按以下要求分别计算，并选取其中的最大值：1、按井下同时任务的最多人数所需风量计算Qkj4NK4991.25495(m3/min)8.25m3/s式中：4每人每分钟供风规范m3/min，人；N井下同时任务的最多人数，99人(交接班

7、)；K矿井通风系数，取1.25。2、按采煤任务面、掘进任务面、硐室及其它地点实践需求风量的总和进展计算 Q(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通式中：Q采采煤任务面实践需求风量的总和；Q备备用任务面实践需求风量的总和，取0.5Q采；Q掘掘进任务面实践需求风量的总和；Q硐硐室实践需求风量的总和；Q其它其它井巷需求进展通风的风量总和；K矿通矿井通风系数，取1.2。(1)4号煤层采煤任务面实践需求风量的计算按照任务面的气候条件确定需求风量，其计算公式为：Q采4Q根本K采高K采面长K温 式中：Q采44号煤采煤任务面需求风量，m3/min；Q根本不同采煤方式任务面所需的根本风量，m3/min；Q根本6

8、0任务面平均控顶距任务面实践采高70%适宜风速，不小于1.0m/s =605.51.6270%1.0=374.21.0m/ min =6.24 m3/ sK采高回采任务面采高调整系数，取1.0；K采面长回采任务面长度调整系数，取1.0；K温回采任务面温度与对应风速调整系数，取1.0；Q采46.241.01.01.0=6.24 m3/min按瓦斯涌出量计算Q采4=100q采4Kc=1001.331.4=186.2m3/min=3.10m3/s式中：q采44号煤采煤任务面绝对瓦斯涌出量，根据预测取1.33m3/min； Kc采煤任务面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数，取1.4。按回采任务面温度计算：

9、Q采4=60VcScKi式中 Vc与计算任务面的温度相对应的风速，取1.0m/s；Sc任务面的平均断面积，为8.77m2；Ki任务面长度系数，取1.1Q采4=601.08.771.1=578.8m3min=9.65m3s按人数计算Q采4=4N式中 N采煤任务面内同时任务的最多人数，为34人；Q采4=434=m3min=2.27m3s经计算，按回采任务面温度计算的风量最大，故回采任务面风量取最大值：Q采4=9.65m3/s。4号煤备用任务面的风量取回采任务面风量的一半，那么Q备4=4.83m3/s。按风速进展验算采用最低风速验算：Q采415S采大=159.28=.2m3min采用最高风速验算：Q

10、采4240S采小=2408.26=1982.4m3min满足风速要求。(2)4号煤层掘进任务面实践需求风量的计算按瓦斯涌出量计算：Q掘4100q掘4kd式中：q掘4掘进任务面绝对瓦斯涌出量，根据预测取0.21m3/min；kd掘进任务面瓦斯涌出不平衡系数，取Kj1.7；Q掘4100q掘4Kj1000.211.735.7m3/min0.60m3/s按人数计算Q掘44N式中：N掘进任务面内同时任务的最多人数，15人。Q掘441560m3/min1.0 m3/s每个掘进任务面配备一台FBD5.6/7.52型部分扇风机，其风量180-300m3/min，本设计取300m3/min。为保证部分扇风机吸入

11、口至掘进任务面回风道口之间的最低风速为0.15m/s，断面最大的掘进任务面配风量按下式计算：Q掘4Q局I+600.15S掘式中：Q局部分通风机吸风量，m3/min； I 部分通风机的台数，I1；S掘掘进任务面巷道过风断面，平均S掘9.6m2。Q掘4=300+0.15609.6=386.4m3/min=6.44m3s经计算，按局扇的实践吸风量计算的风量最大，故4号煤掘进任务面风量取最大值：Q掘4=6.44m3s本次4号煤设计掘进任务面2个，每个任务面配风量6.44m3/s。那么：Q掘412.88m3/s；思索到矿井采掘接替时掘进巷道停掘不停风的原那么，4号煤思索一个接替掘进任务面，Q备掘4=6.

12、44m3/s按风速进展验算采用最低风速验算：Qcm15S掘大159.6144m3/min2.4m3/s采用最高风速验算：Qcm240S掘小2409.62304m3/min38.4m3/s满足风速要求。(3)6号煤层采煤任务面实践需求风量的计算按照任务面的气候条件确定需求风量，其计算公式为：Q采6Q根本K采高K采面长K温 式中：Q采66号煤采煤任务面需求风量，m3/min；Q根本不同采煤方式任务面所需的根本风量，m3/min；Q根本60任务面平均控顶距任务面实践采高70%适宜风速，不小于1.0m/s =604.81.1570%1.0=231.84m/ min =3.86 m3/ sK采高回采任务

13、面采高调整系数，取1.0；K采面长回采任务面长度调整系数，取1.0；K温回采任务面温度与对应风速调整系数，取1.0；Q采63.861.01.01.0=3.86 m3/min按瓦斯涌出量计算Q采6=100q采6Kc=1001.111.4=155.4m3/min=2.59m3/s式中：q采66号煤采煤任务面绝对瓦斯涌出量，根据预测取1.11m3/min； Kc采煤任务面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数，取1.4。按回采任务面温度计算：Q采6=60VcScKi式中 Vc与计算任务面的温度相对应的风速，取1.0m/s；Sc任务面的平均断面积，为6.23m2；Ki任务面长度系数，取1.1Q采6=601.0

14、6.231.1=411.2m3min=6.85m3s按人数计算Q采6=4N式中 N采煤任务面内同时任务的最多人数，为30人；Q采6=430=120m3min=2.0m3s经计算，按回采任务面温度计算的风量最大，故回采任务面风量取最大值：Q采6=6.85m3/s。6号煤备用任务面的风量取回采任务面风量的一半，那么Q备6=3.43m3/s。按风速进展验算采用最低风速验算：Q采615S采大=156.59=98.9m3min采用最高风速验算：Q采6240S采小=2405.87=1408.8m3min满足风速要求。(4)6号煤层掘进任务面实践需求风量的计算按瓦斯涌出量计算：Q掘6100q掘4kd式中：q

15、掘66号煤掘进任务面绝对瓦斯涌出量，根据预测取0.19m3/min；kd掘进任务面瓦斯涌出不平衡系数，取Kj1.7；Q掘6100q掘6Kj1000.191.732.3m3/min0.54m3/s按人数计算Q掘64N式中：N掘进任务面内同时任务的最多人数，15人。Q掘641560m3/min1.0 m3/s每个掘进任务面配备一台FBD5.6/7.52型部分扇风机，其风量180-300m3/min，本设计取300m3/min。为保证部分扇风机吸入口至掘进任务面回风道口之间的最低风速为0.15m/s，断面最大的掘进任务面配风量按下式计算：Q掘6Q局I+600.15S掘式中：Q局部分通风机吸风量，m3

16、/min； I 部分通风机的台数，I1；S掘掘进任务面巷道过风断面，平均S掘9.6m2。Q掘6=300+0.15609.6=386.4m3/min=6.44m3s经计算，按局扇的实践吸风量计算的风量最大，故6号煤掘进任务面风量取最大值：Q掘6=6.44m3s本次6号煤设计掘进任务面2个，每个任务面配风量6.44m3/s。那么：Q掘412.88m3/s。思索到矿井采掘接替时掘进巷道停掘不停风的原那么，6号煤思索一个接替掘进任务面，Q备掘6=6.44m3/s按风速进展验算采用最低风速验算：Qcm15S掘大1510.92163.8m3/min2.7m3/s采用最高风速验算：Qcm240S掘小2409

17、.62304m3/min38.4m3/s满足风速要求。(5)10号煤层采煤任务面实践需求风量的计算按照任务面的气候条件确定需求风量，其计算公式为：Q采10Q根本K采高K采面长K温 式中：Q采1010号煤采煤任务面需求风量，m3/min；Q根本不同采煤方式任务面所需的根本风量，m3/min；Q根本60任务面平均控顶距任务面实践采高70%适宜风速，不小于1.0m/s =605.54.170%1.0=947.1m/ min =15.79 m3/ sK采高回采任务面采高调整系数，取1.3；K采面长回采任务面长度调整系数，取1.0；K温回采任务面温度与对应风速调整系数，取1.0；Q采1015.791.3

18、1.01.0=20.52 m3/min按瓦斯涌出量计算Q采10=100q采10Kc=1002.531.4=354.2m3/min=5.90m3/s式中：q采1010号煤采煤任务面绝对瓦斯涌出量，根据预测取2.53m3/min； Kc采煤任务面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数，取1.4。按回采任务面温度计算：Q采10=60VcScKi式中 Vc与计算任务面的温度相对应的风速，取1.0m/s；Sc任务面的平均断面积，为20.9m2；Ki任务面长度系数，取1.1Q采10=601.020.91.1=9.4m3min=22.99m3s按人数计算Q采10=4N式中 N采煤任务面内同时任务的最多人数，为30人

19、；Q采10=430=120m3min=2.0m3s经计算，按回采任务面温度计算的风量最大，故回采任务面风量取最大值：Q采10=22.99m3/s。10号煤备用任务面的风量取回采任务面风量的一半，那么Q备10=11.5m3/s。按风速进展验算采用最低风速验算：Q采1015S采大=1523.49=352.4m3min采用最高风速验算：Q采10240S采小=24020.91=5018.4m3min满足风速要求。(6)10号煤层掘进任务面实践需求风量的计算按瓦斯涌出量计算：Q掘10100q掘4kd式中：q掘10掘进任务面绝对瓦斯涌出量，根据预测取0.39m3/min；kd掘进任务面瓦斯涌出不平衡系数，

20、取Kj1.7；Q掘10100q掘10Kj1000.391.766.3m3/min1.11m3/s按人数计算Q掘104N式中：N掘进任务面内同时任务的最多人数，15人。Q掘1041560m3/min1.0 m3/s每个掘进任务面配备一台FBD5.6/7.52型部分扇风机，其风量180-300m3/min，本设计取300m3/min。为保证部分扇风机吸入口至掘进任务面回风道口之间的最低风速为0.15m/s，断面最大的掘进任务面配风量按下式计算：Q掘10Q局I+600.15S掘式中：Q局部分通风机吸风量，m3/min； I 部分通风机的台数，I1；S掘掘进任务面巷道过风断面，平均S掘18m2。Q掘1

21、0=300+0.156018=462m3/min=7.7m3s经计算，按局扇的实践吸风量计算的风量最大，故10号煤掘进任务面风量取最大值：Q掘10=7.7m3s本次10号煤设计掘进任务面2个，每个任务面配风量7.7m3/s。那么：Q掘1015.4m3/s；思索到矿井采掘接替时掘进巷道停掘不停风的原那么，10号煤思索一个接替掘进任务面，Q备掘10=7.7m3/s按风速进展验算采用最低风速验算：Qcm15S掘大1518270m3/min4.5m3/s采用最高风速验算：Qcm240S掘小240184320m3/min72m3/s满足风速要求。(7) 硐室需求风量4号煤层独立通风硐室2个，采区变电所配

22、风量2 m3/s，爆破资料发放硐室配风量2 m3/s，Q硐44m3/s。6号煤层独立通风硐室2个，采区变电所配风量2 m3/s，消防资料库配风量2 m3/s，Q硐64m3/s。10号煤层独立通风硐室2个，采区变电所配风量2 m3/s，消防资料库配风量2 m3/s，Q硐104m3/s。 (8)其他需风量其他用风地点包括大巷和硐室之间的联络巷以及巷道维护风量。Q其它=4m3/s经过以上各煤层风量计算，那么矿井总风量为：(1)矿井初期(4号、6号煤保证矿井设计消费才干)Q=(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通 =9.65+6.85+12.88+12.88+4.83+3.43+6.44+6.44+

23、4+4+41.2=90.48m3s，取91m3s(2)矿井中期(6号、10号煤保证矿井设计消费才干) Q=(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通 =6.85+22.99+12.88+15.4+3.43+11.5+6.44+7.7+4+4+41.2=119.0m3s，取119m3s(3) 矿井后期(10号煤保证矿井设计消费才干) Q(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通 =22.99+11.5+15.4+7.7+4+41.276.3m3s，取77m3s需求阐明的是：以上消费中期计算10号煤产量为0.6Mt/a，矿井开采后期10号煤产量为0.9Mt/a。由于10号煤层为低瓦斯矿井，任务面风量计

24、算主要根据的是任务面温度和局扇的吸风量，假设按任务面0.9Mt/a计算时任务面所需风量小于按温度计算的风量，故矿井后期开采时10号煤产量达0.9Mt/a时矿井所需风量也为77m3/s。二、风量分配1、矿井初期(4号、6号煤保证矿井设计消费才干)共需风量91m3/s，分配如下：(1)分配到4号煤层各用风地点：回采任务面：14m3/s；掘进任务面：2816m3/s；采区变电所：2m3/s；爆破资料发放硐室：2m3/s；备用任务面：7m3/s；其它用风地点：7m3/s。(2)分配到6号煤层各用风地点：回采任务面：10m3/s；掘进任务面：2816m3/s；采区变电所：2m3/s；消防资料库：2m3/

25、s；备用任务面：5m3/s；其它用风地点：8m3/s。根据以上风量计算各井筒分配如下：主斜井进40m3/s，副立井进51m3/s。2、矿井中期(6号5号、10号煤保证矿井设计消费才干)共需风量119 m3/s，分配如下：(1) 分配到6号煤层各用风地点：回采任务面：10m3/s；掘进任务面：2816m3/s；采区变电所：2m3/s；消防资料库：2m3/s；备用任务面：5m3/s；其它用风地点：8m3/s。(2)分配到10号煤层各用风地点：回采任务面：30m3/s；掘进任务面：2918m3/s；采区变电所：2m3/s；消防资料库：2m3/s；备用任务面：15m3/s；其它用风地点：9m3/s。根

26、据以上风量计算各井筒分配如下：主斜井进50m3/s，副立井进69m3/s。3、矿井后期(10号煤保证矿井设计消费才干)共需风量77 m3/s，分配如下：回采任务面：30m3/s；综掘进任务面：2918m3/s；采区变电所：2m3/s；消防资料库：2m3/s；备用任务面：15m3/s；其它用风地点：10m3/s。根据以上风量计算各井筒分配如下：主斜井进30m3/s，副立井进47m3/s。三、负压及等积孔计算1)矿井负压采用下式计算：h(LPQ2)/S3h局式中：h矿井通风总阻力，Pa；井巷摩擦阻力系数，Ns2/m4；L井巷长度，m；P巷道断面净周长，m；S井巷净断面面积，m2；Q经过井巷的风量，

27、m3/s；h 局部分通风阻力，按摩擦阻力的15计。根据以上计算可知，矿井中期回采6号、10号煤时风量、负压最大，本次通风计算根据矿井中期进展计算。经计算，矿井前期通风容易时期通风总阻力为1307Pa，矿井通风困难时期的通风总阻力为1661Pa。通风容易时期和通风困难时期的通风总阻力计算见表6-2-3和表6-2-4。2)矿井等积孔根据下式计算：式中：A矿井等积孔，m2；Q矿井风量，m3/s；h矿井负压，Pa。经计算，矿井前期开采时通风容易时期矿井等积孔：Al3.92m2，通风困难时期等积孔：A23.47m2，矿井前期开采通风难易程度属容易。6.2.5 通风设备、防止漏风和降低风阻的措施1、通风主

28、要设备井下通风设备有风门、调理风门、密闭、风桥、风帘等，其构造和设置简述如下：(1)风门：在有人、车通行，但需隔断风流的巷道中，必需安设风门，其中进、回风井之间和主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必需安设两道联锁的正向风门和两道反向风门。根据运用条件不同，风门的建造资料有包铁皮木板构造，也有完全用金属资料制成的。按风门的启动方式，分为普通风门和自动风门。(2)调理风门：木制，用于调理经过巷道的风流大小，安设在独立通风硐室的回风通道，大巷需求调理风流的巷道中。(3)密闭：分为永久密闭和暂时密闭两种，用于隔绝风流。永久密闭用实心砖或混凝土块砌成，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹上砂浆，主要设在进回风大

29、巷之间的横贯中，封锁采空区。暂时密闭用实心砖或混凝土块砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风巷一侧墙面抹上砂浆，主要设在暂时不用的巷道口。(4)风桥：在进、回风巷道交叉地点，为了防止风流短路，应设置风桥，使进、回风巷隔开。本矿风桥布置在采区任务面运输顺槽横穿回风大巷交岔处。风桥上方巷道采用锚喷或锚网喷、锚索结合支护，下方巷道两侧墙为混凝土浇筑，其顶部为配有工字钢梁的混凝土板，为防止漏风，在混凝土上方填0.51.0m的黄土。对于效力时间不长的风桥，风桥上方的巷道仅作回风运用，那么其下方的巷道两壁可用实心砖砌墙，上架钢梁，壁面抹砂浆，顶部覆盖经防腐处置后的波纹薄钢板。(5)风帘：采用不燃性资料制造，主要设

30、在回采任务面的机头、机尾、掘进任务面有关巷道中，用于引导风流，排除部分瓦斯。2、防止漏风和降低风阻的措施为保证矿井正常通风和平安消费，根据通风系统需求，必需按规定设置风门、调理风门、风墙、风桥和风帘等通风设备和平安监测系统。为防止矿井漏风，通风设备要按作业规程施工，以保证应有的作用。对矿井通风系统要经常检查，通风设备要完备齐全，对有损坏的地方要及时修补改换，以防止风流短路等不良后果发生。另外，设计要求井巷壁面光滑，及时修复巷道，去除堵塞巷道，以减少通风阻力。6.3 灾祸预防及平安配备本矿为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，属于级自燃煤层，水文地质条件中等，顶板为砂质泥岩，底板为砂岩。影响本矿平安

31、的主要危险有害要素有：矿井瓦斯爆炸、煤尘爆炸、矿井突水以及顶板事故。煤矿消费必需坚持“平安第一、预防为主、综合治理的方针，严厉执行的有关规定，制定出相应的作业规程，操作规程及详细的平安措施。6.3.1 预防瓦斯爆炸的措施本矿虽为低瓦斯矿井，但不能有麻木思想，对于瓦斯的管理不能有半点马虎，必需加强瓦斯的日常管理，防止瓦斯爆炸。1、必需加强通风管理，矿井通风必需做到延续、有效、稳定；井下各用风地点的风量必需严厉控制，到达设计所要求的风量。2、采掘任务面和消费巷道中的瓦斯浓度必需严厉控制在允许范围之内，并要及时处置部分积存的瓦斯，当部分瓦斯超限时，必需马上停产进展处置，待瓦斯浓度降低到允许范围之内时

32、方可恢复正常消费。3、部分巷道风速过高或过低时，应利用井下通风设备来保证巷道的最高和最低风速要求，满足的要求。4、在回采任务面以及相连的任务面巷道中、掘进任务面设置瓦斯传感器，动态检测瓦斯中的瓦斯含量，并将信息及时传输到地面的控制室，在主要地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时切断电源，必需配备专职瓦斯检查员。5、为防止瓦斯灾祸事故的扩展，应在井下主要地点设置隔爆水棚，回风井井口设防爆门，主要通风机能及时反风。6、严厉控制和管理消费中能够的引炽热源，绝对制止明火入井。7、下井人员一概配带矿灯和自救器，制止明火作业，采用隔爆型电气设备。8、必需运用矿用平安炸药，井下放炮要实行“一炮三检制度。

33、6.3.2 预防煤尘爆炸的措施根据地质报告资料，本矿4、6、10号煤层具有煤尘爆炸危险性，为了确保矿井的平安消费，改善任务环境，维护工人身体安康，消费过程中必需采取以下措施。1、矿井必需建立完善的防尘供水系统。 2、采煤任务面必需采取煤层开采前预注水、根据采区巷道布置和采煤方法，结合煤层特征，采煤任务面煤层注水选用下向双向短钻孔注水方式，即在回采顺槽内超前任务面推进度1个月，垂直煤壁，打双向短钻孔的注水方式。根据煤层节理裂隙发育，任务面长度、注水时间、注水压力和注水钻机才干等，确定钻孔长度为65m，钻孔角度与煤层角度根本一致。钻机选用MYZ-200、22kW钻机4台，钻孔直径65mm，钻孔间距

34、20m。封孔方式采用水泥砂浆封孔。设计封孔深度暂按5m思索。选用动压注水系统。采煤任务面必需采取喷雾、洒水及其它综合防尘措施。 1、注水压力根据该矿煤层硬度，注水采用中压注水，注水压力暂按4-6MPa思索。消费中可根据煤层的透水性情况，由注水泵站调整煤层注水压力。2、单孔注水量(1)双向钻孔注水时孔长的计算L=L1M式中：L钻孔长度，m；L1任务面的一半长度，m；M与煤层透水性和钻孔方向有关的参数，10m。那么 4号煤L=L1M=7510=65m6号煤L=L1M=7510=65m本次设计采用双向注水，根据计算4号煤单侧钻孔长度为65m ，6号煤单侧钻孔长度为65m。由此计算4号煤双侧钻孔长度为

35、130m，6号煤双侧钻孔长度为130m。(2)钻孔间距钻孔间距可根据煤层潮湿半径计算，按阅历取20m。(3)钻孔注水量按下式计算：Q=BL1M(W1W2)K式中：Q一个钻孔注水量，m3；B孔间距20m；L1任务面长度4号煤150m，6号煤150m；M煤层厚度，4号煤煤层平均厚1.62 m，10号煤煤层平均厚1.15m；煤容重，4号煤为1.41t/m3，6号煤为1.43t/m3；W1注水后要求到达的水分取4%；W2煤层原有水分， 4号煤层1.18%，6号煤层0.54%；K思索围岩吸收水分，水的漏失和注水不均匀系数，取1.5。那么：4号煤双向两个钻孔注水量Q9号煤=201501.621.41(4%

36、-1.18%)1.5=289.7m36号煤双向两个钻孔注水量Q10号煤=201501.151.43(4%-0.54%)1.5=256.05m33、矿井日注水量矿井日注水量按下式计算：Q日=K1G(W1W2)式中：Q日矿井日注水量m3；K1注水系数，取1.5；G矿井方案注水回采任务面日产量(4号煤日产量1818t/d、6号煤日产量909t/d)。Q4号煤日=1.51818(4%1.18%)=76.9m3Q6号煤日=1.5909(4%0.54%)=47.1m34、注水流量(或注水速度)与注水时间单孔注水流量按6m3/h思索，注水时间为钻孔开场注水至煤体全面潮湿为止，注水煤体全面潮湿的标志为潮湿范围

37、内煤壁出现均匀的“出汗渗水，2台泵同时注9号煤每日注水时间约7h，2台泵10号煤每日注水时间约8h。5、注水设备及仪器煤层注水钻机：MYZ-200型，4台；煤层注水泵：7BZ-4.5/130，4台；夹布压力胶管(与泵配套)：240m；冷拨无缝钢管(与泵配套)：2240m；高压钢丝编织胶管(与泵配套)：2200m；快速接头：K型，240个；平安阀：22个；内螺纹升降止回阀：H41H-160 型，22个；弹簧式压力表：28个；叶轮湿式水表：22个；高压注水表：DC-4.5/200型，24个；等量分流器：DF-3型，28个；高压闸阀：JBH-160III，28个； 钢制三通：28个；便携式快速水分测

38、定仪：WM-A型，22个。3、掘进任务面必需采用湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。4、采掘机械均应安装有效的内外喷雾安装，严禁干式作业。5、煤仓放煤口、保送机、装煤机和其它煤炭转载点等地点都必需敷设防尘供水管路，并安设支管和阀门，配备喷雾洒水安装或设置除尘器，并坚持喷雾洒水系统的完好性，作业时进展喷雾降尘或用除尘器除尘，液压支架架间喷雾降尘。6、必需及时去除巷道中的浮煤、清扫或冲洗堆积煤尘，应定期对主要大巷进展刷浆任务，定期撒布岩粉，以减少巷道中堆积的落尘。7、加强通风管理，控制巷道风速，防止煤尘飞扬。8、井下一切部分扇风机均按要求设除尘器。9、

39、根据第155条规定的矿井井下的各相关地点必需用水棚或岩粉棚隔开，矿井应每周至少检查1次隔爆设备的安装地点、数量、水量或岩粉量及安装质量能否符合要求。10、采取有效措施防止引燃，杜绝非消费需求的火源，严厉控制消费中能够发生的热源。6.3.3 隔爆措施一、隔爆水棚设置地点根据要求，防止爆炸由部分扩展为全矿性的灾难，设计中采用在井下容易发生爆炸的地点设置隔爆水棚措施。设置地点如下：1、矿井两翼与井筒相连通的主要大巷设置集中式主要隔爆水棚；2、采区运输巷道和回风巷道中，设置集中式主要隔爆水棚；3、在井底煤仓上下口相连的巷道设置集中式主要隔爆水棚；4、采煤任务面进、回风顺槽设置集中式辅助隔爆水棚；5、采

40、区内的煤和半煤巷掘进巷道设置集中式辅助隔爆水棚。二、隔爆水棚一水棚的构造与选型设计主要水棚采用隔爆水槽，其型号为YHYK36GL60，规格为60L，构造参数为900mm400mm250mm；辅助水棚采用隔爆水袋，其型号为GBSD-40，规格为40L，构造参数为600mm400mm250mm。二水棚的布置与计算1、水棚在巷道设置位置(1)水棚应设置在直线巷道内；(2)水棚与巷道交叉口，转弯处的间隔 应坚持5075m；与风门的间隔 须大于25m；(3)第一排集中水棚与任务面的间隔 必需坚持60200m，第一排分散式水棚与任务面的间隔 必需坚持3060m；(4)在应设辅助隔爆水棚的巷道应设多组水棚，

41、每组间距不大于200m。2、水棚排间间隔 与水棚的棚区长度：(1)集中式水棚间间隔 为1.23.0m，分散式水棚沿巷道分分布置，两个袋组的间距为1030m；(2)集中式主要水棚的棚区长度不小于30m，集中式辅助棚区长度不小于20m，分散式的棚区长度不小于200m。3、安装方式：(1)隔爆水棚的安装方式：吊挂式。原那么是：当受爆炸冲击力时，水容易泼出。布置应符合以下规定：断面S35断面S50断面S12m2时，nB/Ll0065式中：n一排棚上的水槽(袋)个数，B水棚迎风断面宽度；L水棚所在程度巷道宽度。(2)水槽、水袋之间的间隙与水槽水袋同支架或巷道壁之间的间隙之和不得大于1.5m，特殊情况下不

42、超越1.8m，两个水槽、水袋之间的间隙不得大于1.2m。水槽、水袋边与巷壁、支架、顶板、构物架之间的间隔 不得小于0.1m、水槽水袋底部至顶梁的间隔 不得大于1.6m，如顶梁大于1.6m，那么必需在该水槽或水袋的上方增设一个水槽或水袋。(3)水棚距巷道轨面不小于1.8m，应坚持一致高度，需求挑顶时，水棚区内巷道断面与其前后各20m长的巷道断面一致。(4)吊挂水槽或水袋，挂勾位置要对正，相向布置。挂勾为直径48mm的圆钢，挂勾角度为605，弯勾长度25mm。4、水槽、水袋棚的管理及本卷须知(1)要经常坚持水槽、水袋的完好和规定的水量；上边缘需成程度形状；(2)每月检查一次。5、水棚设置与计算 (

43、1)每组水棚水量依下式计算每组水棚水量依下式计算：G=gS式中：G总水量，kg；g每m2巷道需水量，L/m2，主要隔爆水棚400L/m2，辅助隔爆水棚200 L/m2S巷道断面积，m2。4号煤运输大巷净断面积8.07m2，4号煤轨道大巷净断面积8.07m2，4号煤回风大巷净断面积8.07m2；6号煤运输大巷净断面积10.92m2，6号煤轨道大巷净断面积10.92m2，6号煤回风大巷净断面积10.92m2； 4号煤运输顺槽净断面积9.6m2，4号煤回风顺槽净断面积9.6m2，6号煤运输顺槽净断面积9.6m2，6号煤回风顺槽净断面积9.6m2，6号煤上仓皮带巷净断面积7.98m2。那么 4号煤运输

44、大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G运主4008.07=3228L=3.228m3。4号煤轨道大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G轨主4008.07=3228L=3.228m3。4号煤回风大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G回主4008.07=3228L=3.228m3。6号煤运输大巷大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G运主40010.92=4368L=4.368m3。6号煤轨道大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G轨主40010.92=4368L=4.368m3。6号煤回风大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G回主40010.92=4368L=4.368m3。6号煤上仓胶带巷每组主要隔爆水棚总水量为G上仓4007.98

45、=3192L=3.192m34号煤运输顺槽每组辅助隔爆水棚总水量为：G运辅2009.6=1920L=1.92m3。4号煤回风顺槽每组辅助隔爆水棚总水量为：G回辅2009.6=1920L=1.92m3。6号煤运输顺槽每组辅助隔爆水棚总水量为：G运辅2009.6=1920L=1.92m3。6号煤回风顺槽每组辅助隔爆水棚总水量为：G回辅2009.6=1920L=1.92m3。 (2)单架水棚水量设计主要水棚采用隔爆水槽，其型号为YHYK36GL60，规格为60L，每一架上放3个水槽，水量Gn主=603=180L， 辅助水棚水袋型号为GBSD-40，其水袋规格为40L，每一架上放3个水袋，水量Gn主=

46、403=120L。(3)水棚架数nn=G/Gn4号煤运输大巷、轨道大巷、回风大巷主要隔爆水棚n运主=G运主/Gn主=3228/180=17.9架，取18架， n轨主=G轨主/Gn主=3228/180=17.9架，取18架，n回主=G回主/Gn主=3228/180=17.9架，取18架，6号煤运输大巷、轨道大巷、回风大巷主要隔爆水棚n运主=G运主/Gn主=4368/180=24.27架，取25架， n轨主=G轨主/Gn主=4368/180=24.27架，取25架，n回主=G回主/Gn主=4368/180=24.27架，取25架，6号煤上仓胶带巷每组主要隔爆水棚N上仓=G上仓/G上仓=3192/1

47、80=17.7架，取18架，4号煤任务面运输顺槽、回风顺槽辅助隔爆水棚n运辅=G运辅/ Gn辅=1920/120=16架n回辅=G回辅/ Gn辅=1920/120=16架 6号煤任务面运输顺槽、回风顺槽辅助隔爆水棚n运辅=G运辅/ Gn辅=1920/120=16架n回辅=G回辅/ Gn辅=1920/120=16架(4)水棚棚区长度LL=nC式中：L水棚长度，m;n水棚架数，架;C水棚间距，m。大巷分别取1.25、1.5m、2.0m；任务面运输顺槽、回风顺槽取1.5m。 4号煤运输、轨道、回风大巷主要隔爆水棚棚区长度L运主=(18-1)2.0=34mL轨主=(18-1)2.0=34m L回主=(

48、18-1)2.0=34m6号煤运输、轨道、回风大巷主要隔爆水棚棚区长度L运主=(25-1)1.25=30mL轨主=(25-1)1.25=30m L回主=(25-1)1.25=30m任务面运输顺槽、回风顺槽辅助隔爆水棚棚区长度L4号运辅=(16-1)1.5=22.5m，L4号回顺=(16-1)1.5=22.5m，L6号运辅=(16-1)1.5=22.5m，L6号回顺=(16-1)1.5=22.5m，根据开辟、采区巷道布置，设计共设置主要隔爆水棚10组，其中，4号煤运输大巷2组，4号煤轨道大巷2组，4号煤回风大巷2组；6号煤运输大巷1组，6号煤轨道大巷1组，6号煤回风大巷1组；6号煤上仓胶带1组；

49、辅助隔爆水棚12组，其中，4号煤运输、回风顺槽各2组，6号煤运输、回风顺槽各2组，掘进头各1组4个掘进头。三水棚给水系统水棚给水水源为井下消防洒水给水系统，在设有隔爆水棚的地点，均有井下消防洒水管路经过，管路每隔100m(带式保送机巷每隔50m)设有一支管和闸阀，管口配有消防接口及水龙带，水棚可由其给水或补水。6.3.4 预防井下火灾的措施煤矿防灭火方法包括煤自燃预测预告及防灭火技术及配备的选择。煤层火灾监测与早期预告是矿井火灾预防与处置的根底，是矿井防灭火的关键。只需可以准确、及时地对煤层自燃火灾进展早期预告，就能做到有的放矢地采取预防煤层自燃火灾的措施，而防止自燃事故的发生。因此，矿井火灾

50、束管监测系统是开采自燃煤层的重要配备之一。根据地方煤矿特点及防灭火阅历，选择KYSC-1 型井下挪动式火灾气体束管采样监测系统、采用预防性阻化剂防灭火系统及井下注氮灭火方法。一、开辟、开采方面的技术措施为防止煤炭自燃，对开辟方式、开采方法的要求是：煤层切割量少、留煤柱少、回采率高、回采速度快及采空区易于封锁隔绝。详细采取如下措施：1、选择合理的开辟方式及巷道布置。设计中虽然将大部分巷道布置在煤层中，但主要巷道都锚喷支护，对巷道煤壁予以封锁；回采巷道采用一进一回的通风方式，系统简单，负压较小，对防止漏风发明了有利条件。2、选择合理的采煤方法。根据煤层赋存条件采用综采工艺，推进速度快，有利于防止采

51、空区浮煤自燃；回采任务面从采区边境开场进展后退式回采，回采过程中不随意留煤垛或煤柱。3、尽快封锁采空区。在回采任务面回采终了后，必需在45天内进展永久性封锁。4、开辟部署及采区巷道布置要保证各任务地点风流畅通，煤层巷道要满足规定的最低风速。二、通风方面的措施防火对通风系统的要求是：风流稳定，漏风量少及通风网路中的有关区段易于隔绝。为了减少漏风，设计采取以下措施：1、选择合理的通风系统。结合开辟方式和开采顺序，采用全负压通风系统。2、任务面采用独立通风。井下布置有公用回风大巷，各任务面有独立的风流，防止串联风。这样既可降低矿井通风阻力，减少漏风，也有利于调理和控制风量。在矿井发生火灾时，便于控制

52、风流，抢救人员，隔绝火区，限制受灾范围。3、正确选择通风设备的安设位置。风门、风桥、调理风门等井下通风设备应安设在围岩稳定、压力小、支护完好、煤壁完好的地点。消费过程中要确保通风构筑物质量并留意维护，不产生漏风。三、监测方面的措施1、在任务面设自燃发火观测点，并建立监测系统，建立自燃发火预测预告制度。2、在井下设置KYSC-1 型井下挪动式火灾气体束管采样监测系统在进、回风顺槽按一定间距布置束管采样器，采空区气体成份测定范围大约距任务面150m左右，约50m设一个测点，坚持采空区内部进、回风侧各三个探头，上下顺槽同时观测。四、采用预防性阻化剂防灭火系统综合思索可采煤层自燃等级及各种防灭火系统特

53、点，确定采用预防性阻化剂防灭火系统。1、阻化剂选择根据可采煤层煤质资料，阻化剂选择工业氯化钙CaCl2，阻化剂浓度确定为10%。2、喷洒压注工艺系统由于机动性电动喷洒压注工艺系统工艺简单、施工快、投资小、机动性大。所以，设计采用该系统。详细方法：在回采任务面顺槽出口处将喷洒压注设备和阻化剂溶液池安装在矿用平板车上，由直径38.1mm无缝钢管，从3D-5/40型拉杆泵接任务面顺槽19.1mm的耐压胶皮输药管到回采任务面两侧端头，与喷嘴衔接。由电动机启动，拉杆泵进展压注和喷洒。在任务面用喷枪喷洒靠采空区一侧的底板浮煤，喷洒宽度为1.2m左右。喷洒任务安排在每班移架前进展，任务面上、下喷枪相向喷洒，

54、在任务面中部相遇喷洒终了。3、喷洒范围在任务面每次喷洒宽度为1.2m，普通在移架前进展喷洒。根据任务面自燃规律对底板浮煤、任务面的上、下端头、巷道煤柱破碎带等进展喷洒。4、6号煤层任务面一次喷洒量：1底板浮煤喷洒量：G1=K1K2LBh1A1式中：G1按分量计算浮煤一次喷洒量，t；K1一次喷洒加量系数，普通取1.2；K2松散煤浮煤密度，K2=0.9 t/m3；L任务面长度，L=150m；B一次喷洒宽度，B=1.2m；h1底板浮煤厚度，取h1=0.1m；A1原煤浮煤的吸液量，取A1=0.047t/t。G1=K1K2LBh1A1=1.20.91501.20.10.047=0.913t2任务面一次喷

55、洒量：G=G1=0.913t3任务面一次喷洒所需阻化剂用量：G=G式中：阻化剂溶液的浓度，=10%。G=G=0.91310%=0.0913t=91.3kg4、阻化剂喷洒设备阻化剂喷洒设备见表6-3-1。5、喷洒压注工艺系统的主要防污和防腐措施喷洒阻化剂时应遵守第235条的有关规定，选用的阻化剂不得污染井下空气和危害人体安康，预先对机械设备、支架等金属构件做防腐处置，在支架等金属构件外表喷上防腐涂层，防止阻化剂腐蚀机械设备、支架等金属构件。喷洒时应留意尽量不要喷洒到支架等金属构件上，严厉控制喷洒范围和喷洒量。表6-3-1 阻化剂喷洒设备表序号设备称号型 号单 位数 量1喷洒泵3D-5/40台22

56、钢管38.1mmm1503压力胶管中低压m3004闸阀2寸个85喷枪QWF3个26压力表5MPa个27流量计 2m3/h 个 2 五、井下注氮灭火施工工艺氮气是一种无色、无味、无嗅、无毒的气体。由于氮气分子构造稳定，在常温常压下很难与其他物质发生化学反响，所以是一种良好的惰性气体。在封锁空间内，随着氮气浓度的添加，氧气浓度必然下降。当氧气浓度降到10%-5%时，可有效地抑制煤的自燃氧化的进展，当氧气浓度降到3%以下时，可有效地抑制煤的阴燃和复燃。1、氮气防灭火机理采空区内注入大量的高浓度的氮气后，氧气浓度相对减小，氮气部分地替代氧气而进入到煤体裂隙外表，这样煤外表对氧气的吸附量便降低，在很大程

57、度上抑制或减缓了遗煤的氧化放热速度；对于采空区注氮防灭火而言，采空区注入氮气后，提高了气体静压，降低了漏入采空区的风量，减少了空气与煤炭直接接触的时机；氮气在流经煤体时，吸收了煤氧化产生的热量，可以减缓煤升温的速度和降低周围介质的温度，使煤的氧化因聚热条件的破坏而延缓或终止；采空区内的可燃、可爆性气体与氮气混合后，随着惰性气体浓度的添加，爆炸范围逐渐减少即下限升高、上限下降。当惰性气体与可燃性气体的混合物比例到达一定值时，混合物的爆炸上限于下限重合，此时混合物失去爆炸才干。这是注氮防止可燃、可爆性气体熄灭与爆炸作用的另一个方面。2、注氮方法根据矿井详细条件，选择埋管注氮方法：在任务面的进风侧采

58、空区埋设一趟注氮管路。当埋入一定长度后开场注氮，同时再埋入第二趟注氮管路注氮管口的挪动步距经过调查确定。当第二趟注氮管口埋入采空区氧化带与冷却带的交界部位时向采空区注氮，同时停顿第一趟管路的注氮，并又重新埋设注氮管路，如此循环，直至任务面采完为止。3、注氮方式在以防火为主的注氮工艺中，注氮方式采取间歇断式注氮。即在采空区拟处置区域注入一定量的氮气后停顿注氮，调查氮气在该区域内的滞留时间，随着氮气的走漏，采空区内的氧气浓度会逐渐上升，当氧气浓度上升至自然发火的临界氧浓度之上时，开场新一轮的注氮；当注氮口推移到氧化危险带以外而进入“窒息带时，启用下一个注氮口。如此反复。4、注氮量确实定根据开采高度

59、、采空区碎胀系数、自然发火危险带宽度等确定注氮口每开启一次的注氮量。注氮量确实定原那么是使氮气充溢整个需求惰化处置的区域。4号煤综采任务面采空区注氮总量：=1501.629882.50.7=420217m3 式中：Qz总注氮量，m3； W惰化带宽度，m； H惰化带采、放煤高度，m； L惰化带长度，m； K1采空区气体置换系数，取2-3； K2采空区松散系数，0.5-0.9。间歇式注氮的日注氮量： =7.561501.622.50.70.8=2572m3式中：Qn间歇式注氮时日注氮量，m3； b 任务面日推进度，m； L任务面长度，m； H采煤高度，m；K1采空区气体置换系数，取2-3； K2采

60、空区冒落矸石松散系数，取0.5-0.9； K3任务面推进速度校正系数，取0.8假设注氮强度按550m3/h计算，那么4号煤层任务面每日注氮时间为4.7小时。6号煤综采任务面采空区注氮总量：=1501.159712.50.7=293121m3间歇式注氮的日注氮量：=5.671501.152.50.70.8=9m3假设注氮强度按550m3/h计算，那么10号煤层任务面每日注氮时间为2.5小时。5、制氮机位置选择及管路铺设制氮机位置选择既要力争离注氮地点间隔 最近，以减少管路铺设的长度和工程量，又要相对固定，不对任务面的消费、运输呵斥影响。因此综合思索，制氮机位置选在4103任务面运输顺槽与轨道大巷