安全工程毕业设计（论文）-古城矿120万吨新井设计（含全套CAD图纸） .doc

本科生毕业设 计姓 名： 学 号： ： 学 院： 应应 用用 技技 术术 学学 院院 专 业： 安全工程安全工程 设计题目： 古城古城矿矿 120 万吨新井万吨新井设计设计 专 题： 古城古城矿矿矿矿井火灾井火灾预预防和治理的防和治理的应应用与研究用与研究 指导教师： 职 称： 讲讲 师师 2009 年 6 月 徐州摘摘 要要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分一般部分为古城矿 120 万 t/a 新井设计井田南北长约 3.5 km，东西长约 4.8 km，井田总面积为 25km2主采煤层为 3 号煤，平均倾角为 14°，煤层平均总厚为 5 m井田地质条件较为简单井田工业储量为 114.24Mt，矿井可采储量 101Mt矿井设计生产能力 120 万 t/a,服务年限为 64 a。

矿井瓦斯涌出量较低，为低瓦斯矿井井田采用立井单水平开拓，水平标高为-690m全矿采用带区布置矿井通风方式为中央并列式通风主要通风机的工作方法为抽出式工作面采用“U”型通风矿井年工作日为 300 d，工作制度为“四六”制一般部分共包括 5 章：1.矿区概述及井田地质特征； 2.井田开拓；3. 采煤方法-带区巷道布置；4.矿井通风与安全技术；5.安全技术措施专题部分为古城矿古城煤矿火灾预防与治理的应用与研究以煤层火灾特点、自燃特性和现场观测为基础，加强煤层火灾的早期预测和预报，建立较完善的矿井防火灾系统，以堵漏、灌浆、注氮、均压和压注胶体为主要防火灾手段，注重采用先进的防火灾技术研究成果，对古城矿矿井灾进行综合防治完善防火灾管理措施，提高职工安全意识，保障防火灾工作的有序进行翻译部分题目为惰性气体防灭火关键词：新井设计; 一通三防; 综合防灭火；全套全套 CAD 图纸，联系图纸，联系 153893706ABSTRACTThis design consists of three parts: the general part, the special part and translated part. The general part is a new design of Gu cheng mine, 1.2Mt/a. The N-S of the minefield is 3.5 km ,the W-E is about 4.8km，the area is 25㎞2.The3#coal seam is the main coal seam, and its dip angle is 14 degree. The thickness of the mine is about 5m in all. The geological structure of this area is simple. The proved reserves of the minefield are 114.24 million tons. The recoverable reserves are 101million tons. The designed productive capacity is 12 million tons percent year, and the service life of the mine is 64, years. The gas of the mine is low gaseous mine.The use of single-level mine shaft development, the level of elevation for-690m. With a district-wide arrangement of mine. For the central ventilation shaft ventilation tied. The working methods of the main fan for the out-type. Face the use of "U"-type ventilation.The working system “fore-six” is used in the Gucheng mine. It produced 300d/a.This design includes five chapters: 1.An outline of the mine field geology; 4.development engineering of coalfield; 3 The method used in coal mining and The layout of panels; 4. The ventilation of the mine; 5.The safety operation of the mine。

The special subject parts of topics is The ancient city of the ancient city of Coal Mine Fire Prevention and Control Research and Application. To the characteristics of coal seam fires, spontaneous combustion characteristics and on-site observation, based on strengthening the early prediction of coal seam fires and forecasting, establishment of better anti-mine fire system to plugging, grouting, injection of nitrogen, are injected colloidal pressure and pressure as the main anti-fire means to focus on fire prevention adoption of advanced technology research, Mine disaster of the ancient city of a comprehensive prevention and treatment. Improve the anti-fire management measures to improve safety awareness among workers, the protection of fire prevention work in an orderly manner. The translation part of main contents is Inert gas to prevent fireKeywords：：new design of mine ； comprehensive fire preven-tion and extinguishing目目 录录矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征 ....................................................................................1 11.1 矿区概述...................................................11.1.1 矿区地理位置与交通条件..............................11.1.2 矿区地形特点........................................21.1.3 矿区气候条件........................................21.1.4 矿区水文情况........................................21.1.5 矿区经济概况........................................21.2 井田地形特征...............................................31.2.1 煤田地质勘探........................................31.2.2 地层情况............................................31.2.3 水文地质特征........................................41.3 煤层特征...................................................51.3.1 煤层埋藏条件........................................51.3.2 瓦斯................................................61.3.3 煤尘................................................61.3.4 煤的自然............................................62 2 井田开拓井田开拓 ............................................................................................................8 82.1 井田境界及可采储量.........................................82.1.1 井田境界............................................82.1.2 矿井工业储量........................................82.1.3 矿井可采储量.......................................112.1.4 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限...............132.2 井田开拓..................................................162.2.1 井田开拓的基本问题.................................162.2.2 矿井基本巷道.......................................222.2.3 大巷运输设备选型...................................312.2.4 矿井提升方式.......................................323 3 采煤方法及带区巷道布置采煤方法及带区巷道布置 ..............................................................................33333.1 煤层的地质特征............................................333.2 带区巷道布置及生产系统....................................333.2.1 巷道布置...........................................343.2.2 带区生产系统.......................................353.2.3 巷道掘进方法及通风.................................363.2.4 带区的生产能力.....................................363.3 采煤方法..................................................373.3.1 采煤工艺方式 ......................................373.3.2 回采巷道布置 ......................................454 4 矿井通风及安全矿井通风及安全 ..............................................................................................48484.1 矿井通风系统选择..........................................484.1.1 矿井概况...........................................484.1.2 选择矿井通风系统原则...............................484.1.3 确定矿井的通风方式.................................494.1.4 通风方式的确定.....................................494.1.3 主要通风机工作方法.................................534.2 带区通风..................................................544.2.1 带区通风概述.......................................544.2.2 带区通风系统的要求 ................................554.2.3 回采工作面的通风方式 ..............................554.3 掘进通风..................................................564.3.1 掘进通风方法选择...................................564.3.2 掘进通风方式选择...................................564.3.3 掘进工作面所需风量 ................................574.3.4 掘进通风设备选型 ..................................584.3.5 局部通风机安全技术措施 ............................614.4 全矿所需风量..............................................624.4.1 矿井风量计算标准及原则.............................624.4.2 矿井总风量的计算...................................624.4.3 风量分配...........................................684.5 全矿通风阻力的计算........................................704.5.1 矿井通风总阻力计算原则.............................704.5.2 通风阻力最大路线...................................704.5.3 通风阻力计算.......................................704.5.4 矿井总风阻和等积孔的计算...........................764.6 矿井主要通风机选型........................................784.6.1 自然风压...........................................784.6.2 主要通风机的风压和风量.............................804.6.3 主要通风机的选择...................................824.6.4 配套电动机的选择...................................834.6.5 矿井主要通风设备的要求.............................854.7 矿井反风措施及装置........................................864.7.1 矿井反风的目的意义.................................864.7.2 矿井反风设施布置、方法及安全可靠性分析.............864.8 概算矿井通风费用..........................................864.9 井下防止特殊灾害的安全措施................................884.9.1 井下防尘...........................................884.9.2 瓦斯预防...........................................884.9.3 火灾预防...........................................884.9.4 水灾预防...........................................894.9.5 井下防爆及隔爆.....................................904.9.6 避灾线路...........................................905 5 安全技术措施安全技术措施 ..................................................................................................92925.1 粉尘（岩尘、煤尘）灾害的类型及危害........................925.1.1 煤尘爆炸性.........................................925.1.2 呼吸性粉尘（煤尘、岩尘）...........................935.1.3 导致粉尘灾害的主要原因.............................935.1.4 易发生粉尘事故的场所...............................945.2 煤尘爆炸防治系统评价......................................945.2.1 系统概况...........................................945.2.2 评价过程...........................................955.2.3 现场存在问题.......................................955.2.4 安全分析...........................................965.2.5 安全评价...........................................965.2.6 评价结果...........................................975.3 防治煤尘措施..............................................975.3.1 防治煤尘措施.......................................975.3.2 煤尘事故的预防....................................1065.3.3 煤尘事故的处理....................................107古城煤矿火灾预防与治理的应用与研究古城煤矿火灾预防与治理的应用与研究 ........................................................1121121 研究的背景和意义...........................................1122 矿井概述...................................................1122.1 矿井概况............................................1122.2 地质条件............................................1132.3 煤层瓦斯及煤尘爆炸指数..............................1133 矿井防灭火的重点及难点.....................................1133.1 巷道掘进时期的防火灾重点............................1133.2 综采面回采时的防火灾重点............................1143.31311 综采面煤层火灾防治的难点........................1144 综采面煤层自然发火监测及早期预报方案.......................1144.1 沿空巷道自然发火观测方案............................1154.2 工作面自然发火监测及早期预报........................1174.3 采空区遗煤自燃危险区域判定观测方案..................1184.3 采空区煤体自燃危险区域判定方法......................1204.4 工作面封闭期间和闭墙内火灾气体检测和预报............1214.5 古城矿现用的防火技术：..............................1225 巷道掘进期间的防火方案.....................................1355.1 巷道自燃危险区域防火处理原则........................1355.2 巷道高冒区、顶板离层区和破碎区防火方案..............1356 综采面生产期间的防火技术措施...............................1366.1 开切眼注胶和灌浆....................................1376.2 综采面回采期间的防火措施............................1396.3 综采面停采时的防火技术措施..........................1396.4 综采面临时停采的防火措施............................1406.5 工作面停产撤架期间的防灭火..........................1406.6 主井口防灭火安全技术措施............................1417 1311 综采面防火灾应急方案 ..................................1427.1 应急方案实施的技术条件..............................1427.2 火灾救灾的基本要求..................................1427.3 综采面 CO 气体超限应急方案...........................1427.4 巷道自燃火灾应急方案................................1427.5 采空区自燃火灾应急方案..............................1437.6 旧巷自燃形成的火灾应急方案..........................1447.7 进度安排............................................1447.8 所需仪器设备及材料..................................145附表 ........................................................146结　语 ......................................................150参考文献参考文献 ............................................................................................................151151翻译部分翻译部分 ............................................................................................................152152英文原文 ....................................................152中文译文 ....................................................158致致 谢谢 ............................................................................................................163163中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 1 页 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.11.1.1 矿区地理位置与交通条件矿区地理位置与交通条件古城矿井位于山东省兖州市新兖镇古城村，距兖州市中心 3km，东距曲阜市 20km，西南距济宁市 30km。

分属兖州、曲阜两市管辖古城矿井位于兖州东北侧兖州市境内，由临沂矿务局筹建开发井田交通方便，327 国道横贯井田东西，各村间均有简易公路相通京沪、新（乡）菏（泽） 、兖（州）石（臼所）三条铁路在兖州交会矿区自备铁路 2.0km 与京沪线接轨327 国道横贯井田东西，各村间均有简易公路相连，井田内交通便利图 1.1 古城矿交通位置图水源：井田内有泗河和沂水两条河流过泗河发源于新泰市太平顶山的西部，全长 142km，流域面积 2750km2，该河为全年性河流，主要补给水源为泗水县的泉村，石缝两条，河水洪峰期流量为 4020m3/s在井田内泗河的流量属于红旗闸的泄水量沂水河发源于曲阜市尼山，在兖州城东的粉店村汇入泗河，属泗河支流，全长 60km，流域面积 620km2，洪峰期流量445m3/s电源：矿区供电由兖州红庙变电站（110/35KV）馈出的专用铁塔架空线路 LGJ-3*150,35KV，分别来自红庙变电站 I、II 段母线矿安装 SF7-8000/35，SF9-8000/35 型变压器各一台，供矿所有用电设备2003 年 7 月矿煤矸石电厂安装的两台 6000KW 发电机组投入运行，两台机组分别接至矿变电所 6KV 母线，其中一台供矿所有用 电设备，剩余电路电量通过 SF7-8000/35 升压进入兖州电网，另一台直接通过 SF9-8000/35 升压进入兖州电网。

中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 2 页 1.1.21.1.2矿区地形特点矿区地形特点古城矿井位于兖州市北郊，南距火车站约 2.5km古城井田即原兖州煤田之东北部的曲阜井田，其北部为单家村煤矿，其南与兴隆庄煤矿相毗邻，属兖州、曲阜两市管辖井田地势平坦，为冲积平原，海拔标高在+48.77m～61.82m，一般标高在+50m 左右，地势东高西低1.1.31.1.3矿区气候条件矿区气候条件井田的气候温和，属温带季风区，海洋至大陆性气候，由于被鲁南山区所隔，受海洋影响较小，气候变化显著，四季明显，夏季炎热，冬季寒冷根据曲阜、兖州两县气象站 1963 年至 1982 年的统计资料，年平均降水 702.7mm，年最大降水量 1179.3mm（1964 年兖州） ；月最大降水量 405.5mm（1970 年 7 月曲阜）最大降水量 160mm（1972 年 7 月 6 日兖州）雨量均集中在 7～9 月份，降水量占全年的 61%年平均蒸发量 1719.5mm，最大蒸发时间约为 4～9 月份，约占全年蒸发量的 80%年平均相对湿度 67.7%，绝对湿度 12.7 毫巴，年平均气温 13.8 摄氏度，最高气温达 41 摄氏度（1967 年 6 月 4 日曲阜） ，最低气温-19.3 摄氏度（1981 年 1 月 27 日曲阜） 。

年平均风速 7.9m/s极端最大风速 24m/s，最大风速的风向多为偏北风（1963 年 3 月 15 日兖州） 风向随季节变化，一般春季为南风，夏季东南风，冬季东北风雷暴雨一般出现在 3～10 月份11 月份到次年 3 月份为冻结期，最大冻土厚度 45cm（1958 年 1 月 25 日兖州） ，降雪期从 12 月份开始至次年三月份结束，最大厚度 19cm（1955 年 12 月 3 日） 1.1.41.1.4矿区水文情况矿区水文情况古城井田范围位于渊源泉水文地质单元的北补给区单元边界北起长沟断层和郓城断层，南至凫山断层，东至峄山断层，西到孙氏店断层，南北长约 55 公里，东西宽约 26 公里，单元面积约 1400 平方公里区域构造对岩溶水起着明显的控制作用，控制了含水构造的形成和水文地质单元的划分区内第四系厚度一般为 170～180m，单元内具有独立的补给、径流和排泄区区内主要河流有泗河、沂水河；泗水河由北向南流入该区，沂水河属泗水河的支流1.1.51.1.5矿区经济概况矿区经济概况井田内经济作物以粮棉为主一年两熟，夏季小麦，秋季玉米及棉花兖州、曲阜两市，近年来基础工业发展较快，正向着工农业共同发展的现代化中小型城市迈进。

中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 3 页 1.2 井田地形特征1.2.11.2.1煤田地质勘探煤田地质勘探向南东—南东东，西南部由于受滋阳断层的牵引，地层走向由北东转为南东， 本区位于兖州向斜的东北隅，由于受滋阳，峄山两边界断层的影响除保留了向斜构造形态外，其断裂构造发育，且地层倾角变陡为其特征地层倾角因而本区的单独形态为一个轴向近东南的向斜，但东端由于本峄山断层切割，所以整个井田的构造形态呈一向南东东敞开的簸箕形，地层倾角北翼陡，南翼缓，边缘陡，深部缓北部边缘地层倾角 15～29 度F14 断层以东倾角变缓约为 10 度左右，F14 断层以西，地层倾角一般为 14 度左右地层走向为 F14 断层以东，地层走向北 40～50 度东，F14 断层以西由近南北走向转北 30 度西井构造以断层为主地层沿走向显有波状起伏，由于受断层的拖引，局部有小的短轴背斜和向斜出现断层的展布规律：受南北向峄山断层和北西向滋阳断层所组成的“人”字型构造所制约区内主要断层的展布方向，以北西方向为主，18 勘探线以东为北北东方向北西向的断层均与北北东方向的断层相交1.2.21.2.2地层情况地层情况井田地层：本区为全掩盖区，经勘探查明的地层层序由下而上叙述如下1) 奥陶系中统马家沟组（o2）厚度 640～660m，上部为灰色、棕灰色厚层状灰岩，灰白云质灰岩和角砾状灰岩。

中部以深灰色灰岩为主，夹黄灰色白云质灰岩及灰质白云岩下部一褐灰色厚层状灰岩，花斑状灰岩为主，灰白云质灰岩，角砾状灰岩及泥灰灰岩薄层，与下伏地层整合接触2）石炭系中统本溪群（C2）厚度为 16.05～47.55m，平均厚度 27.21m.本群地层假整合于中奥陶系马家沟灰岩之上，底部一层褐红含铁很高的铁铝质泥岩3）石灰系上统太原群（C3）厚度 143.3～193.5m，平均厚度 173.73m本群地层由灰色、深灰色、灰黑色的细纱岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩绿灰色粘土岩、灰白色石灰岩及油页岩和煤组成，其中石灰岩 11 层，自上而下依次编号为二灰、三灰、中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 4 页 四灰、五灰、六灰、七灰、八灰、九灰、十上灰、十下灰、十一上灰4）二叠系下统山西组（）11P 该组是本区主要含煤地带，厚度 56.7～97.8m，平均 76.12m岩层主要由灰色至黑色细砂岩、中砂岩、粉砂岩、夹砂质泥岩、泥岩和含砾砂岩组成本组含煤 3 煤层5）二叠系石盒子组（P）为一套陆相碎屑岩，厚度东北薄，西南厚，一般厚度为 280～320m6）侏罗纪上统蒙阴组（J3）分布于 18 勘探线以西及西南部，为砖红色，灰绿色的陆相碎屑岩沉积厚度变化大，最薄为 75.9m，厚度 564.9m。

但在 25 勘探线至 30 勘探线间，厚度在 300～400m7）下第三系（E）厚度变化大，为 0～680.2m依岩性分上下段 下段：以灰褐色、棕色砂岩、粉砂岩、砂粒岩和红色粘土岩组成胶结不良，厚度 220～480m 上段：以砖红色砂岩夹灰绿色斑块的粘土质泥岩，粉砂岩及砂粒岩组成胶结不良，厚度 110～220m8）第四系（Q） 主要由亚粘土、亚砂土及砂层组成，厚度 107.9～254.5m，一般 170～180m 由东北向西南逐渐变薄1.2.31.2.3水文地质特征水文地质特征1) 含水层井田内主要含水层有 6 层，自上而下分别为：(1) 第四系砂砾松散孔隙含水层组：该层厚度 107.9～254.5m，平均为 180.05m，其厚度变化从东北向西南逐渐变薄2) 山西组 3 号煤顶板砂岩裂隙水含水层该层厚度 0.92～36.69m，平均 17.46m，属于上煤组顶板直接充水含水层，煤在开采过程中，预计顶板冒落以后，导水裂隙带高度可达下石盒子组底部砂岩3) 太原群第三层石灰岩岩溶裂隙含水层该层厚度 1.7～8.15m，平均 4.86m，层位稳定，全区发育三灰含水层以静储量为主，易于流干本层上距 3 号煤 5.36～20.82m，上距 3 号煤中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 5 页 39.8～65.65m。

4) 太原群第十层下石灰岩岩溶裂隙含水层本层位于 16 号煤直接顶板外，在 17 号煤冒落带之内是下煤组开采时的顶板直接充水含水层，富水性弱，单位涌水量 0.0000687L/S·m. (5) 本溪群第十四层石灰岩岩溶裂隙含水层该层厚度 0.4～13.1m，平均 4.95m岩溶不发育，富水性弱本层上距 17 号煤底板 10.14m～48.04m，属于下煤组开采时底板直接充水含水层6) 中奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层奥陶系石灰岩是煤系的基底，是开采下煤组的间接充水含水层，从揭露奥陶系石灰岩岩性看，裂隙较发育，岩溶不够发育2）隔水层井田内各含水层间隔水层较多，主要有以下三层：(1) 第四系底界隔水层井田北部为煤系地层露头部位，但在此区段第四系底部有一层厚度2.93～12.4m 较稳定的粘土类地层与下伏地层相隔可起到隔水作用2) 下二迭系山西组以下隔水层组井田内二迭系地层由北向南逐渐增厚，其岩性主要为泥岩、砂质泥岩、粘土泥岩、夹有细—粗粒砂岩，此段隔水层组可以防止上部裂隙水下渗补给其它含水层3) 17 号煤至奥灰隔水层组井田内 17 号煤至奥灰顶面正常地段间距为 32.75m～61.65m，该段岩性主要为粘土泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩及三层石灰岩，该层可以起到一定的隔水作用。

未来矿井深部开采 17 号煤时，由于十四灰，奥灰都具有强大高水头压力，隔水层厚度难以承受，会给开采 17 号煤带来威胁因此，应对十四灰、奥灰进行疏干降压3）断层的导水性从井田钻孔揭露，抽水资料及简单水文观测资料上看，井田断层富水性4）水文地质类型勘探查明，2 上、3 层煤的水文地质类型为二类一型，即以裂隙含水层为主，水文地质条件简单的矿床；16 上煤、17 煤为三类第一亚类一型，即以岩溶含水层为主的顶板进水，水文地质条件简单的矿床中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 6 页 1.3 煤层特征1.3.11.3.1煤层埋藏条件煤层埋藏条件3 煤：是本区最重要的可采煤层位于山西组的下部，距山西组底界10m 左右，距三灰 50m 左右；平均 4.1m，层位稳定，厚度变化不大，全区可采结构简单，有 7 个钻孔发现有夹石，厚 0.03～1.25m直接顶板为深灰色，厚 3m 左右的砂质泥岩，有少数孔伪顶为泥岩老顶是灰白色含黑色矿物较多的中粒砂岩，底板为 5～7m 的且有清楚波状层理及生物扰动构造的细砂岩，常相变为灰黑色的砂质泥岩，有时为泥岩1.3.21.3.2 瓦斯瓦斯本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯鉴定结果为矿井相对瓦斯涌出量CH4=2.52m3／t、CO2 =2.22m3／t，为低瓦斯低二氧化碳矿井。

无煤和瓦斯突出现象表 1.1 可采煤层顶板特征表煤层顶板类别顶板冒落性能岩性岩块试验单向抗压强度（104Pa）3II中等冒落砂质泥岩细砂岩、泥岩4811.8-9476.616上III-IV难冒落、极难冒落石灰岩9623.6-15356.6砂岩17III中等冒落石灰岩9555.0-11652.22126.6-5546.81.3.31.3.3 煤尘煤尘据煤芯煤样爆炸性实验：煤尘爆炸指数 36.41%,各煤层均有爆炸性危险1.3.41.3.4 煤的自然煤的自然据煤芯煤样测定结果，自燃发火等级为 II 类，各煤层都有程度不同的自然发火倾向根据矿井实际生产资料统计发火期一般在3～6月中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 7 页 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 8 页 (m)层 厚名 称煤 岩1：200柱 状(m)累 厚岩 性 描 述中砂岩8.4046.655.8538.258.4532.41.7923.95灰白色，微带绿色，成分以石英为主，长石次之，含云母星点黑色矿物较多，硅泥质胶结，隐显斜水平层例。

54.406.602.83紫红色，成分以石英为主，含云母星点，无层理砂质泥岩11.013.8322.163 煤砂质泥岩灰黑色，致密,厚层状，中夹菱铁矿结核和少量黄铁矿散晶，有少量植物化石，有滑面灰色，泥质胶结，有明显的黑色泥质量条带,具波状层理灰黑色，致密、性脆，块状构造，含菱铁矿结核，偶见黄铁矿散晶，具纵向裂隙黑色烟煤，半亮型为主，夹有镜煤条带，煤层结构呈条带状，夹有矸石薄层粉砂岩黑灰色，块状构造，性脆，含植物化石，呈滑面以白色为主，少带灰白色，含暗色矿物，钙质胶结细砂岩中砂岩砂质泥岩4.40图 1.2 煤层柱状图2 井田开拓2.1 井田境界及可采储量2.1.12.1.1 井田境界井田境界在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发煤田范围划分为井田的原则有：1) 要充分利用自然条件划分，在可能的条件下，应尽量利用地形、地物、地质构造、水文地质以及煤层特征等自然条件，以减少煤柱损失，提高资源采出率，充分保护地面设施；2) 要有与矿区开发强度相适应的井田范围，要保证井田范围与矿井生产能力相适应，有足够的储量和服务年限及合理的尺寸；3) 照顾全局，处理好与临矿的关系；4) 直线原则，井田的划分应尽量采用直线或折线，有利于矿井的设计和生产管理工作的开展。

根据以上划分原则，以及考虑到古城煤矿煤田内地质构造等原因，本井田在能满足生产开发强度的前提条件下，不但要考虑了自然条件原因，而且要考虑到矿区的整体规划，故将古城煤矿的井田范围：西以京沪铁路东侧煤柱线及兖州市煤柱线，即 Z1～Z8、Z12～Z17 各点连成为界，东至F33 断层，北以 F18 断层及 D1～D5 各点连成与单家村煤矿为界，南以第 31勘探线及-1200 米煤层地板等高线为界井田水平面积约 17.95km2 ，井田周长 18.68km，井田的水平宽度是：3.5km倾斜长度 Lmin=0 平均长度是：4.3km 井田走向长度 Lmax= 5.92km， Lmin=0.72km 平均走向长度是：4.8km 储量计算范围为井田境界内各可采煤层2.1.22.1.2 矿井工业储量矿井工业储量1) 井田钻孔及勘探分布情况及勘探类型钻孔及勘探分布情况：全区经过普查、详查、精查勘探及使用综合勘探的精查补充勘探后，成勘探线 7 条，平均间隔 500m；全区可利用钻孔 14中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 9 页 个，其中达到可采厚度钻孔 9 个，达不到可采厚度钻孔 4 个。

根据勘探情况，矿区的地质条件以基本清楚2) 煤层最小可采厚度本井田内煤层赋存条件良好，煤层较厚且煤层倾角平均在 14 度左右，属缓倾斜煤层，平均厚度 5m，瓦斯涌出量较小，煤尘无爆炸性3) 工业储量工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供利用的列入平衡表内的储量（包括井田范围的 A+B+C）级储量即 111b+121b+2M11+2M22+333K (K=0.7～0.9)储量 工业指标的确定依据《煤炭工业矿井设计规范》有关规定，储量计算中厚度、灰分指标要求见表 2.1表 2.1 储量计算厚度、灰分指标 储量类别能利用储量尚难利用储量煤 种炼焦用煤非炼焦用褐煤炼焦用煤非炼焦用褐煤缓斜煤层（0-25°）0.700.800.800.400.600.70最低可采厚度/m倾斜煤层（25-45°）0.600.700.700.400.500.60北394870003948650039486000394855003948500039484500394840003948750039487500394870003948650039488000394885003948900039489500394895003948800039487500394870003948650039486000394840003948450039485000394855003948600039385003938000393900039395003940000394050039410003941500394150039410003940500394000039395003939000393850039380003937500393700039365003936000393550039355003936000393650039370003937500-200 -250 -300 -350 -400 -450 -500 -550 -600 -650 -700 -750 -800 -850 -900 -950 -1000 -1050 -1100 -1150 F33 H＞400 ＜67°F14 H=132∠69~77°F18 H=0~420 ∠76~82° 可靠-450 -500 -550 -600 -650 -700 -750 -800 -850 -900 -950 -1000 -1050 -1100 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 10 页 急斜煤层（>45°）0.500.600.600.400.400.50最大灰分40%50%图 2.1 井田境界4)其它计算依据（1）根据古城矿井田地质详查勘探报告和 1998 年 6 月补充勘探提供的煤层资料计算。

2）依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤层最低可采厚度为 0.80m，原煤灰分不大于 40%计算暂不能利用储量的煤层厚度为 0.70～0.80m3）依据国务院（1998）5 号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于 3%的矿井硫份大于 3%的煤层储量列入平衡表外储量4）储量计算厚度：夹石厚度不大于 0.05m 时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的 50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平稳，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均值5)储量计算基础①根据古城矿地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；②依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准计算③依据国务院过函（1998）5 号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于 3%的矿井硫份大于 3%的煤层储量列入平衡表外的储量；④储量计算厚度：夹石厚度不大于 0.05m 时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的 50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；⑥煤层容重：3 煤层容重为 1.25t/。

3m储量等级的圈定根据对煤矿床的勘探，研究程度和煤炭工业建设的需要，将煤炭储量划分为 A、B、C、D 四级矿井工业储量的计算矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 11 页 矿井工业储量一般即 A+B+C 级储量矿井的工业储量根据经纬网网格法来计算经过计算，得出井田范围内有 72 个经纬网格每个经纬网方格的面积为 S=500×500=250000mm2，煤的容重取1.25t/m3矿井工业储量的计算公式如下： = N×S×M×γ/cosα (2.1)gZ式中： ——矿井工业储量，万 t；gZN——网格数，个S ——每个经纬网方格的面积，mm2；M——煤层平均厚度；γ——煤的平均容重，t/m3；α——煤层平均倾角，°；靠资料统计，井田边界内可靠的网格网数目为 72 个（网格面积为500m×500m） (2.2) 所以，矿井工业储量一般即 A+B+C 级储量为：114.24Mt。

井田边界周长 C=18677m；井田边界的煤柱留设为 50m；P1=18677*50*5*1.25=5.84Mt工业广场的平面积为：39801.7048mm2 即：995043m2P2=995043*5*1.25/cos10=6.3Mt断层留设的煤柱为 30m；断层长 526m 所以断层煤柱损失 P=2630*60*5*1.25= 1Mt通过计算井田边界的煤柱损失为 5.84Mt；断层的煤柱损失为 1Mt；工业广场的煤柱损失为 6.3Mt；2.1.32.1.3 矿井可采储量矿井可采储量1、各类永久煤柱的计算矿井可采储量=（矿井工业储量-永久煤柱损失）×矿井回收率表 2.2 煤柱留设方法 名 称留 设 方 法工业广场根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程》第 72 条：工业广场维护带宽度为 30m井田边界边界煤柱 50mMtmsZg24.11414cos25.1572500500cos0中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 12 页 断 层断层煤柱每侧 30m大 巷大巷煤柱每侧 30m1）各类永久煤柱留设宽度及其依据①工业场地、井筒留设保护煤柱；②各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。

用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱岩层移动角为 β68°、γ75°、δ75°，表土层移动角为45°；③维护带宽度：工业广场维护带 15m；风井场地 20m,村庄 10m，其它15m④断层煤柱宽度 30m；⑤井田境界煤柱宽度为 50m；⑥露头为 50m；⑦表土平均厚度为 60m；2）各类保护煤柱面积计算（1）工业广场保护煤柱工业场地占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积指标见表 2-2本矿井型 120 万 t/a，确定工业广场占地面积为 14.4 公顷，工业广场的表 2.3 工业场地占地面积指标井 型（万 t/a）占地面积指标（公顷/10 万 t）240 及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8经计算，工业场地保护煤柱为 6.3Mt 2） 井田境界煤柱井田境界煤柱在本井田一侧按 50m 留设经计算井田境界煤柱为5.84Mt（3） 断层煤柱井田范围内有一条断层，断层煤柱在断层两侧各留 30m 经计算断层保护煤柱为 1Mt表 2.4 工业场地占地指标 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 13 页 煤柱损失量/Mt煤柱名称井田边界断 层工业广场3 号煤5.8416.3总 计13.14矿井可采储量的计算公式如下： （2.3）CPZZgk*)(式中： ——矿井可kZ采储量，万 t； ——矿井工gZ业储量，万 t；P——永久煤柱损失煤量，万 t；C——带区采出率。

ZK =(114Mt-1Mt-6.3Mt-5.84Mt) ×0.85=101Mt图 2.2 垂直剖面法确定工业广场保护煤柱边界2.1.42.1.4矿井工作制度、设计生矿井工作制度、设计生产能力及服务年限产能力及服务年限1）矿井工作制度根据《煤炭工业设计规范》规定矿井年工作日定为 300d矿井日净提升时间确定为 14h由于本矿井采用了集中布置，且主要开拓巷道布置在岩石中，为了减少提升人员时间，增加副井的提矸时间；以及带区走向较长导致个人上下班时间较长，并且生产设备先进，为降低工人劳动强度，本矿井工作制度采用“四六”制， “四班作业，三采一准”每日四班，三班采煤，一班检修这种作业形式，即可增加采煤时间，又可以保障机器有充分的检修时间，更适用于综采工作面每班工作 6 小时，为了便于管理，拟定正规的作业循环为，三班采煤一班检修，生产班每班割三刀煤，另外，中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 14 页 工作面产量应保证矿井达产2）矿井设计生产能力和服务年限矿井设计生产能力的确定主要考虑了以下几点：(1) 生产强度与地质条件的符合，本矿井地质构造简单，储量丰富，煤层赋存稳定，煤层属于厚煤层；(2) 矿井生产能力与工业储量符合《煤炭工业设计规范》要求；(3) 根据煤炭市场需求情况，本矿井的煤质属于政府调节煤种；矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。

针对古城矿井的实际情况：地质构中等复杂，储量丰富，煤层赋存较稳定，开采条件优越，主要可采煤层为 3 煤3 煤平均厚度 5m，根据煤 9铁箱试验结果，煤的结焦性能较差，块度小，抗碎性及抗磨性能较差，不适于单独炼焦之用，但可以考虑作配焦用煤；煤的焦油含量较高，属富油煤～高油煤，可考虑煤的综合利用由于煤的发热量均在18.01～24.18MJ/Kg，可作为动力用煤矿井沼气相对涌出量为:0.39～3.38/t,绝对涌出量为3m1.27～5.56/min；二氧化碳相对涌出量为 1.5～2.85/t，绝对涌出量为3m3m4.95～9.24/min煤尘具有爆炸危险，煤尘爆炸指数为3m38.42％～64.2％结合本矿实际和当前技术水平，为了更好的发挥煤炭资源的经济效益，采用综合机械化采煤放顶煤的采煤工艺本矿储量中等丰富，按照矿井设计规范规定，并且考虑到资源利用和矿井的长远发展，将本矿井的年设计生产能力确定为 1.2Mt/a水平的服务年限根据矿井实际的地层和煤层特征，本矿井主采 3#煤，赋存稳定该水平采用双立井单水平开拓，水平标高为-690 m矿井服务年限的计算公式： KAkZT 式 （2.4）式中 T——为水平服务年限，a;Zk——矿井可采储量，101Mt；A——矿井设计年生产能力，1.2Mt；KAZTK中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 15 页 K——矿井备用系数，取 1.3。

由上式计算得出矿井服务年限的服务年限为 64a64>60 所以，古城矿的设计服务年限满足规定要求，矿井生产能力120 万 t/a 合适本矿井设计为立井单水平上下山开拓， 第一水平的服务年限就是全矿井的服务年限4) 井型校核通过对实际煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核：(1) 煤层开采能力表 2.5 井型和第一水平服务年限本井田 3 号煤层赋存稳定的厚煤层，平均倾角为14°，地质结构简单，易于采用放顶煤开采据实习矿井生产实际，可布置一个综采放顶煤工作面保产，煤层开采能力能满足矿井设计生产能力2) 辅助生产系统能力校核本设计的矿井为 中型矿井，开拓方式为 双立井单水平开拓主井采矿井设计生产能力/万t/a矿井设计服务年限/a第一水平设计服务年限/a煤层倾角<25煤层倾角25-45煤层倾角>45600及以上 300-500 120-24045-90 9-308070 60 50 各省自定40 35 30 25 --- --- 25 202015--- --- 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 16 页 用大箕斗提升，提升能力大，能满足提升方面的要求。

大巷采用强力胶带输送机运煤 ，运输能力也能达到要求，且机械化程度高辅助运输采用电机车运输井底车场调车和通过能力均能满足要求，各辅助生产环节都能满足要求，不会影响生产能力3) 安全条件校核本矿井属于 低瓦斯矿井， 3 号煤有煤尘爆炸性危险，但在设计是以制定了相关的管理措施，水文地质条件简单，涌水量较小（85 m3/h） 工作面采用 抽出式通风方式，经通风设计表明：通风满足要求所以，各项安全条件均可得到保证，不会影响矿井的年生产能力4) 储量条件校核规范规定，矿井的设计生产能力应与矿井的储量相适应，以保证足够的服务年限井田的可采储量为101Mt，服务年限为 64 年，可以满足矿井的设计生产能力2.2 井田开拓 井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程其中包括确定，主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统2.2.12.2.1 井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题1) 地质条件对开采的影响矿井开拓方式按井筒倾角不同分为平硐、斜井、立井三种形式，按井筒形式分为单一开拓和综合开拓本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：(1) 本井田煤层埋藏深度中等，煤层浅处在-100m，最深处到-1150m。

2) 煤层倾角较小，平均倾角为 14°3) 可采煤层为 3 号煤平均厚度 5m4) 井田偏西北有一条大断层，对井田划分和开采影响不大2) 确定井筒形式、数目、位置、坐标(1) 井筒形式的选择：根据本矿井的实际情况：表土层平均厚 100；区内地势平坦；煤层埋深较小，浅部埋深-100m虽然煤层埋深不大，但表土中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 17 页 层不稳定，不适用斜井与平峒开拓，确定本矿井采用立井开拓要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量不穿过或少穿过流沙层、较大的含水层、较厚冲积层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区2) 井筒数目：本矿井采用主井提煤，副井运料由于矿井走向长度和倾向长度相差不大，而且矿井开采深度不大，故采用中央并列式通风3) 为方便管理将主井与副井均布置在工业广场内，其中主井回风，副井进风采用抽出式负压通风方式 (4) 设计井筒位置坐标见下表：表 2.6 井筒坐标坐标XY主井2280.5531586.1272副井2286.0876571.6119风井2275.4134601.3863) 工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地的选择主要考虑以下因素：(1) 尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；(2) 占地要少，尽量做到不搬迁村庄；(3) 井田两翼储量基本平衡；（4）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；同时工业场地的标高要高于最高洪水位；（5）工业广场宜少占耕地，少压煤；（6）水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。

4) 阶段参数确定井田主采煤层为 3 号煤层，把矿井设计成一个大的带区，期间有一大断层，但对开采的影响不是很严重前期开采井田的-690m 标高以上煤为上山开采 后期开采-690 标高以下煤层为下山开采前期煤层倾角变化较小为 13°，缓倾斜煤层，为实现高产高效，要求巷道布置系统力求简单，掘进工程量要少，结合实际生产中带区布置与带区布置各自的优缺点及适用条件分析比较可知本矿井采用带区式开采优势明显，故设计为带区式开采井底车场布置在 3#底板岩石中5) 方案比较方案一：立井单水平开拓中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 18 页 主、副井筒均为立井，布置在井田中央，只设一个水平由于辅助运输采用电机车运输，大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半岩及岩巷如图 2-2方案二：主斜副立井单水平开拓斜井提升运输能力大，立井辅助运输能力大，为此提出主井采用斜井开拓，副井采用立井开拓，大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，如图 2-3方案三：斜井单水平开拓（井筒位于井田中央）主、副井井筒均为斜井开拓，布置与井田中央，大巷布置在岩层中沿底板掘进，局部半岩及岩巷。

如图 2-4方案四：立井两水平开拓（井筒位于井田中央）一水平标高-600，二水平采用立延伸，标高-1100如图 2-33939000+0-50-100-150-200-250-300-350-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900-950-1000-1050-1100-1150-1200+0-50-100-150-200-250-300-350-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900-950-1000-1050-1100-1150-1200+0-50-100-150-200-250-300-350-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900-950-1000-1050-1100-1150-1200+0-50-100-150-200-250-300-350-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900-950-1000-1050-1100-1150-12003939000+0-50-100-150-200-250-300-350-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900-950-1000-1050-1100-1150-1200+0-50-100-150-200-250-300-350-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900-950-1000-1050-1100-1150-1200+0-50-100-150-200-250-300-350-400-450-500-550-600-650-700-750-800-850-900-950-1000-1050-1100-1150-1200-1200-1150-1100-1050-1000-950-900-850-800-750-700-650-600-550-500-450-400-350-300-250-200-150-100-50+0中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 19 页 图 2.3 井筒开拓方式比较图表 2.7 井筒开拓方式比较图井筒形式立井开拓斜井开拓平硐开拓主立副斜井开拓煤层条件埋藏深、表土厚为缓倾斜煤层。

倾角小于 25°表土层薄无流沙层倾角较小，地形复杂井田范围较大优点井身短，通过井筒的各种管线长度小，提升速度快机械化程度高，对辅助提升有利，人员提升快，井筒断面大，通风阻力小，生产经营费用低，有利于井筒维护，实用性强，技术可靠，不受煤尘瓦斯水文等限制开拓部署能适应、产量大，生产集中的要求，主斜井不受长度限制的要求，井筒装备及井底车场地面设施简单，施工简单，掘进快，初期投资少，延伸方便安全出口好最简单的开拓方式技术经济最有利，主运环节设备少，地面工业广场简单，水可自流，无水仓施工条件好，掘进速度快主斜井胶带运输生产能力大，井筒不受长度限制缺点井筒施工复杂，装备复杂，基建投资大，井筒延伸困难井身长，通过井筒各种管线长，生产经营费用高，维护难，掉转提升能力小，对地质条件适应性差对井田构造和自然条件有一定限制综合立井和斜井两者缺点中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 20 页 适用条件生产能力大，煤层埋藏深，表土厚或水文情况复杂，开采煤层不受条件限制，不适合斜井，平硐，综合方式时均可采用立井开拓地质构造简单，井田走向短山岭，丘陵，沟谷地区，煤层埋于山中，在山麓开平硐开拓。

矿井生产能力大 (1) 技术比较以上所提出四个方案大巷及水平数目不同，区别在于井筒形式和井筒位置的不同，及部分基建、生产费不同方案一、三主井井筒形式不同方案一主井为立井，立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，主要缺点是井筒施工技术复杂，备用设备多，要求有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大；方案三主井为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要，斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离，但斜井开拓的工业广场比立井的工业广场大，带来的煤炭损失非常大井田内 3#煤层厚度大、倾角小、赋存稳定，涌水量小，立井的优点突出，选用大箕斗提升能力大很适合 1.2Mt 的中型矿井的需要经过以上技术分析、比较，在结合粗略估算费用结果，在方案一、三中选择方案一：双立单水平开拓方案二、四主要区别在副井筒形式不同，以及设计的井筒位置方案二井筒位于井田中央的储量中心，井下运输距离短，运输费用相对较低，但主斜井的提升能力大，副井罐笼提升也很大方案四井筒位于井田边界，由于井田利用部分井田边界煤柱，减少部分压煤，但井田中央煤层距地表距离大，井筒长，基建费用多，经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果在方案二、四中选择方案二：主斜副井单水平开拓。

2) 经济比较第一、二、三、四方案有差别的建井工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总与下列表中：表 2-8、表 2-9、表 2-10表 2-8 各方案粗略估算费用表表 2.8 古城矿开拓方案基建费比较表项目名称数量/个长度/m单价/元/m费用/万元中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 21 页 立井开凿1700+104283.40304.12斜井开凿111503786.20435.41立井井底车场110001622.80162.23斜井井底车场18001445.80116.64石门开凿2800+4801694.60433.82大巷开凿45500928.302042.26方案二主斜副立井单水平开拓小计3494.48方案一立井开凿2700+104283.40608.24立井延伸0000立井井底车场110001622.80162.23石门开凿21300+501694.60457.54大巷开凿45500928.302042.26立井单水平开拓小计3270.27斜井开凿211503786.80870.83延伸暗斜井开凿 0000立井井底车场0000斜井井底车场18001445.80115.66石门开凿2800+480+557 1694.60622.60大巷开凿45500928.302042.26方案三斜井单水平开拓小计3651.35立井开凿2700+104283.40608.24立井延伸24504283.40385.51立井井底车场210001622.80324.46石门开凿21300+50+557 1694.60646.32大巷开凿65500928.303063.39方案四立井两水平开拓小计5027.92表 2.9 古城矿开拓方案运输费比较表项目名称系数运量(t)运程（km）单价(元/t.km)费用(万元)立井提升 一水平1.2040000.70.772587.2大巷运输 一水平1.2040005.50.215540.00方案二石门运输 一水平1.240001.30.201248.00中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 22 页 表 2.10 古城矿开拓方案各费用汇总表 项目基建费(万元) 运输费(万元) 合计(万元)百分比方案一3270.279375.20111165.37100%方案二3494.489375.20111007.44100.14%方案三3651.3511499.20118335.75106.60%方案四5027.9213812.53118194.46106.47% (3) 综合比较从以上经济技术比较来看：方案 2 虽然比方案 1 的生产系统简单一些，初期建井费也比方案 1 便宜，因此可认为方案 1、2 在技术方面不相上下，但方案 1 在经济方面要明显占有优势。

综合平定所以最终的选择是方案一即：双立井单水平开拓2.2.22.2.2 矿井基本巷道矿井基本巷道1 井筒井筒断面布置形式根据第四章《井田开拓》可知，本矿井的井筒采用立井开拓即主，副井及风井均为立井，由于半圆拱形断面的井筒有利于采用混凝土，石料和小计9375.20立井提升 一水平1.240000.70.772587.2大巷运输 一水平1.240005.50.215540.00石门运输 一水平1.240001.30.201248.00方案一小计9375.20斜井提升 一水平1.240001.150.774250.40大巷运输 一水平1.240005.50.215540.00石门运输 一水平1.240000.48+0.8+0.50.201708.80方案三小计11499.20立井提升 一水平1.240001.150.774250.40大巷运输 一水平1.240005.50.216478.02 前期1.240000.5+0.560.201106.89石门运输后期1.240000.5+0.56+10.201977.60方案四小计(万元)13812.53中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 23 页 锚喷等永久支护，同时半圆拱形断面具有承受地压性能好，通风阻力小，服务年限长维护费用少以及便于施工等优点，所以本矿井井筒形式均采用圆形断面。

2) 提升容器的选择主井提升容器的选择是由井筒用处、井筒深度、矿井设计年产量和提升机类型决定的本矿井水平为-700m，矿井设计年产量为 1.2Mt/a，主井用提升煤炭兼下放大型设备，故提升容器选用箕斗，副井用作升降人员，材料设备和提升矸石，故选用罐笼提升容器的规格祥见后面第八章的有关内容(3) 井筒装备立井井筒装备包括：罐道梁、罐道、梯子间、管路电缆间、过卷装置以及井口和井底的金属支撑结构其中罐道梁、罐道是井筒装备的主要组成部分，它们是保证提升容器安全运行的导向设施，也是决定井筒设备安装工期的主要工作各装备的布置情况见井筒平面图(4) 井筒静直径主要根据提升容器的大小和数量、井筒装备、井筒布置和各个安全间隙来确定确定静直径的井筒，如果用做通风时，还必须进行通风速度校核，在满足《煤矿安全规程》有关规定的条件下才算合格井筒的掘进直径由井筒静直径与井筒永久支护厚度决定井筒永久支护厚度的设计，经常采用计算与经验类比相结合的方法确定根据本矿井的设计年生产能力，参考《井筒断面图集》 ，确定各井筒的断面尺寸如图 2—4，2—5，2—6 所示主井井筒内布置两对 12t 长形箕斗，提升机采用多绳摩擦提升机，组合钢罐道。

主井担负全矿的煤炭提升任务井筒特征表见表 4.12，井筒平面布置见图 2—4中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 24 页 图 2.4 主立井断面布置图表 2. 11 主井井筒特征表 井型120 万 t提升容器一对 12t 长形箕斗井筒直径6.5m提升机多绳摩擦提升机井深690m井筒净断面积33.18m2基岩段毛断面积40.72 m 2表土段毛断面积44.18m 2井壁结构与井筒支护形式表土和风化基岩段素混凝土支护，支护厚度 500mm，基岩段混凝土支护，支护厚度 350mm中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 25 页 图 2.5 副立井断面布置图表 2. 12 副井井筒特征表井型120 万 t一对井筒直径7.5m提升容器双层 2 车加宽罐笼井深690m井筒净断面积44.18m2基岩段毛断面积54.11m2表土段毛断面积58.09m2井壁结构与井筒支护形式表土和风化基岩段素混凝土支护，支护厚度 550mm，基岩段混凝土支护，支护厚度 400mm中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 26 页 图 2.6 回风立井断面布置图 表 2.13 风井井筒特征表 井型120 万 t基岩段毛断面积26.42m2井筒直径5m表土段毛断面积26.42m2井深180m井筒净断面积19.63m2井壁结构与井筒支护形式混凝土砌碹厚度350mm，充填混凝土厚度 50mm。

表 2.14 井筒特征表 井口坐标/m井筒名称纬距/m经距/m井口标高/m提升方位角/º倾角/º断面形状深度/m井筒装备主井401180.3178150.95+50090圆700箕斗副井401185.5678020+50090圆700罐笼风井401557.2578365.95+50——90圆2502 井底车场及硐室中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 27 页 (1) 井底车场的形式和布置形式井底车场形式及线路要满足以下要求：① 车场的通过能力，必须满足矿井设计生产能力，并有 30%以上的富裕系 数，使矿井具有一定的增产潜力② 操作安全，符合有关规范、规程的要求；③ 车场井巷工程量小，建设投资省，便于维护，成产成本低④ 调车工作简单，机车运行可靠，管理方便；⑤ 车场施工方便，各井筒间、车场巷道与主要运输巷道间能迅速贯通，缩短矿井建设时间；⑥ 井底车场应开掘在易于维护的岩层内；⑦ 合理布置各种硐室，尽可能减少巷道的交叉点目前我国大型矿井多采用底卸式矿车和带式输送机井底车场，由于本设计采用的运煤工具也是胶带输送机，所以采用带式输送机环形井底车场。

主井装载系统：装载方式采用全上提方式，由胶带机机头硐室（南翼预留开口，后期施工）、井底煤仓、装载胶带机巷及给煤机硐室、箕斗装载硐室组成井底煤仓为垂直煤仓，净直径 8.0m，净高约 23m，煤仓容量 1000t 左右为减轻块煤破碎，煤仓内设置敞开式螺旋溜槽；为防止堵仓，煤仓漏斗采用双曲线设计并设空气炮装置煤仓下设置给煤机，原煤经给煤机、装载胶带机运到箕斗装载硐室中的定量仓内，由主井箕斗提至地面2）主井井筒与总回风巷连接处：与胶带机机头硐室标高相同（-618.5m），两翼胶带输送机大巷的回风均从此处进入主井井筒3）主井井底清理撒煤系统：由于主井装载系统采用全上提布置，主井井底清理撒煤系统相对比较简单，位于井底车场水平，在主井井底设置集煤漏斗和池子，用扒装机装入矿车，由副井罐笼提至地面处理井筒淋水经水沟直接流入井底车场水仓4）副井井底系统：由副井井筒与井底车场连接处、信号硐室、副井清理斜巷等组成5）排水系统：由井下主排水泵房、井底车场水仓及清理斜巷、主排水泵房管子道组成主排水泵房布置在副井出车侧本设计在井底车场设置两条水仓，水仓的有效容量为 2000m3,采用水仓清理机清理中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 28 页 （6）供电系统：由井下主变电所硐室及通道组成，与主排水泵房联合布置。

7）井下爆破材料库：设在车场南侧，回风直接引入主井井筒考虑到本矿井煤层较薄、岩巷多，炸药需要量较大，容量按 2400kg 设计，其形式采用壁槽式8） 、其他硐室：车场内还设有电机车修理间及存放硐室、消防材料列车库、调度室、保健站、等候室、工具备品保管室等2 井底车场硐室① 主排水泵房及水仓主排水泵房布置，共三台水泵，一台使用，一台备用，一台检修水仓是低于井底车场标高开凿的一组巷道，一般由两条断面相同的互相隔开的巷道组成，一条清理一条正常工作，水仓的入口应布置在空车线车场标高最低处水仓内的最高水位低于水泵房底板标高 1—2m矿井正常涌水量为 85m3/h，最大涌水量 110 m3/h，水仓容量按能够容纳 8 小时矿井正常涌水量考虑，总容积为 900 m3② 主变电所主变电所与主排水泵房联合布置，经通道与井底车场相通③ 井底煤仓本矿开采的 3#煤为优质无烟煤带区煤仓容量目前一般为 50～500t煤仓容量与带区生产能力的关系参考下表：表 2.15 煤仓容量与带区生产能力关系带区生产能力（万 t/a）<3030～4545～6060～100 及以上带区煤仓容量（t）50～100100～150150～250250～500诸多形式的煤仓中尤以圆形断面的煤仓利用率高，不易形成死角，便于维护施工方便，施工速度快。

结合本带区煤层底板岩性综合考虑，本矿区选用圆形断面煤仓④ 箕斗装载硐室下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下下中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 29 页 箕斗装载硐室采用“全上提式”布置图 2.7 井底车场布置主井井底清理撤煤硐室根据箕斗装载硐室的布置形式，主井井底清理撤煤硐室布置在副井井底车场水平通过撤煤清理巷与辅助运输大巷联系，撤煤经转载进入大巷煤流系统图 2.7 井底车场布置爆破材料库由于矿井主要巷道布置在煤层中，并采用综合机械化掘进，爆破材料主要用于回采工作面强行放顶，用量较小，故设计确定井下爆破材料库容量为 600kg其他硐室井底车场内还布置有等候室、水仓清理绞车硐室，消防材料库及蓄电池机车检修硐室等3) 主要开拓巷道根据第四章《井田开拓》确定的开拓系统，选择初井底车场以外的主要开拓巷道（如主副运输大巷，回风石门，带区石门等）的断面形式和尺寸以及支护方式等选择时，可根据巷道穿过的岩石性质，巷道用处，服务时间长短，运输设备的外形尺寸及通风要求，从《巷道断面设计图册》中选取，所选定的巷道静断面积除应满足《煤矿安全规程》的有关规定外，还应进行通风校验。

巷道断面形状的的选择本矿井主要巷道布置在煤层中根据现行巷道主要掘进方法和流行的支护方式，该矿井的主要开拓巷道均采用锚喷支护综合上述考虑情况，决定本矿井主要开拓巷道断面形状均采用半圆拱形巷道断面尺寸的选择《煤矿安全规程》规定：巷道静断面必须满足行人、运输、通风、安全设施、设备安装、检修及施工的需要，存放或通过它的机械器材运输设备的数量与规格，人行道宽与各种安全间隙以及通过巷道的风量来确定中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 30 页 图 2-7 运输大巷断面图 表 2.16 巷道特征断面（/m2）掘进尺寸（/mm）锚杆围岩类别净掘宽高喷射厚度/mm 形式外漏长度/mm排列方式间排距/mm锚深/mm规格L×Φ /mm净周长(/m)岩14.216.248003900100钢筋沙浆50矩形 80016001900×1614.44800中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 31 页 图 2—8 轨道大巷断面图 表 2.16 巷道特征 掘进断面/m216.6 锚杆间距/mm800 喷层厚度/mm 100 净断面/m214.3 锚深/mm1600 巷道坡度3‰水沟 S 掘/m20.36锚杆排距/mm800岩石硬度F=4～6水沟 S 净/m20.20锚杆排数/根12 净周长/m14.8 每米锚杆数/根 15 480010046006006001003800100中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 32 页 图 2-9 总回风巷断面图 表 2.17 巷道特征 掘进断面/m216.7 锚杆间距/mm 800型式树脂锚杆净断面/m215.7锚杆排距/mm 800外露长度/mm100掘进宽度/mm4800锚杆长度/mm 2100喷层厚度/mm100掘进高度/mm4000 锚杆直径/mm 16巷道坡度3‰净周长/m15 排列方式菱形岩石硬度F=4～62.2.32.2.3 大巷运输设备选型大巷运输设备选型轨道大巷运输采用 8t 蓄电池机车牵引 1.5t 固定箱式矿车，担负矸石和设备物料的运输，轨距 600mm。

电机车型号为 XK-6/110-1A，矿车选用型号为 MG1.7-6A 的固定箱式矿车运输矸石材料，型号为 MP1.5-6A 平板车运送设备具体参数见表 2—21表 2.18 运输设备参数表名称型号(mm)轨距(mm)轴距(mm)外形尺寸(长×宽×高)480010010016001003900400010023004600中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 33 页 8t 蓄电池机车XK-6/110-1A60011004500×1060×15501.5t 固定箱式矿车MG1.7-6A6007502400×1050×12001.5t 平板车MP1.5-6A6007502400×1050×4152.2.42.2.4 矿井提升方式矿井提升方式主井选用 12t 箕斗一对副井选用 1.5t 矿车双层二车普通罐笼中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 34 页 3 采煤方法及带区巷道布置3.1 煤层的地质特征本带区的主要可采煤层为 3#煤详见表 3.1 煤层情况表 3.1 煤层情况煤层平均厚度5m煤层结构简单煤层倾角∠7～15°开采煤层3 煤煤种2#气煤稳定程度较稳定煤层情况描述本工作面所采煤层为二叠系山西组 3 煤，位于山西组下部，距山西组底界 10 米左右，距三灰为 50m。

煤层结构简单；煤层平均厚度为 5m，为厚煤层，煤层稳定；煤层倾角在∠7～15°之间，平均 14°，属缓倾斜煤层，内生裂隙发育煤层硬度系数f=2～43 煤为沥清～弱玻璃光泽，厚层状，视密度为1.25t/m3，以暗煤为主，亮煤次之，煤岩类型为亮暗煤，煤质牌号为低灰、低硫、低砷、低磷，高发热量的优质二号气煤，既可作为炼焦配煤，又可做为各种动力及民用燃料煤3 煤容重 1.25t/，煤厚 4.2～6.1 米，平均厚 5 米，位于山西组的下3m部，距山西组底界 10m 左右，距三灰 50m 左右；层位稳定，厚度变化不大，全区可采结构简单，有 7 个钻孔发现有夹石，厚 0.03～1.25m直接顶板为深灰色，厚 3m 左右的砂质泥岩，有少数孔伪顶为泥岩老顶是灰白色含黑色矿物较多的中粒砂岩，底板为 5～7m 的且有清楚波状层理及生物扰动构造的细砂岩，常相变为灰黑色的砂质泥岩，有时为泥岩是本井田最重要的可采煤层瓦斯涌出量较小，煤尘无爆炸性，自然发火比较严重3.2 带区巷道布置及生产系统巷道布置及生产系统应满足以下要求：1) 保证带区具有完整的生产系统，生产系统要完善可靠，便于管理；2) 合理集中生产，确保带区与工作面的正常接替，确保矿井的生产能力同时，为稳产高效创造条件；中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 35 页 3) 良好的经济效果，巷道布置在符合合理的基础上，力求工程量省，投资少，见效快，巷道维护费用低，带区吨煤生产成本低；4) 安全生产的条件好，符合《煤矿安全规程》 、 《矿井防火规程》 、 《防治煤与瓦斯突出细则》 、 《建筑物、水体、铁路、及主要井巷煤柱留设与压煤与开采规程》的有关规定。

设计首采带区位于井田西南方向，大巷北部，靠近工业广场带区内划分为10个倾斜分带，组成一个统一的采准系统根据王楼矿实际情况，各分带之间留设3m窄小煤柱，采用沿空掘巷的方法掘进回采巷道3.2.13.2.1巷道布置巷道布置1、带区巷道布置以轨道大巷、运输大巷两侧保护煤柱线设停采线首采带区由6个倾斜分带联合布置在轨道大巷一侧掘带区车场与带区煤层运料平巷沟通；在运输大巷一侧掘带区回风斜巷与带区煤层运煤平巷贯通带区煤层集中运料平巷和运煤平巷与各分带运输斜巷和分带轨道斜巷联通2、工作面巷道布置首采工作面开切眼、分带轨道斜巷和分带运输斜巷均沿3煤底板布置在煤层中，两分带斜巷相互平行且与切眼垂直（具体见带区巷道布置图） 3、 带区煤柱为保证带区的采出率，在开采的过程中，条带之间采用跳采的开采形式，并保证两翼均衡开采的方法，当已开采结束的工作面稳定后，采用沿空掘巷的方法掘进巷道，大约留三到五米的小煤壁保证采空区的瓦斯以及涌水不会危机到掘进巷道工人的安全，这样能很有效的提高条带的采出率，充分体现了本矿井设计对国家一些要求的执行5.带区车场1、确定带区车场的形式、线路布置本设计带区煤层运料平巷通过带区下部车场与轨道大巷相连接，除了带区下部车场，带区内没有其它车场。

带区下部车场用行人运料斜巷作下部车场，通过提升绞车提升；绞车房独立通风，并设置风窗调节风量；分带轨道斜巷内采用绞车牵引矿车进行辅助运输6.带区主要硐室布置1）带区煤仓设置一定容量的带区煤仓对于保证采掘工作面正常生产和高产，高效是十分必要的它可以有效的提高工作面采掘设备的利用率，充分发挥运中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 36 页 输系统的潜力，保证连续均衡生产在分带运输斜巷与带区煤层运煤平巷连接处，大巷两侧对应两个带区设一个带区煤仓带区煤仓采用倾斜煤仓，断面为圆形，煤仓高度为 19.34m，用混凝土砌碹支护，壁厚 300mm煤仓容量按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算为了大巷安全，煤仓与大巷连接处必须加强支护，在煤仓下部收口处四周敷设数根钢梁，灌入混凝土与大巷支护连为一体2）绞车房应选择在围岩稳定，无淋水，矿压小和容易维护的地点；在满足施工机械安装和提升运输要求前提下，绞车房应尽量靠近变坡点，以减少工程量绞车房采用三角架进行安装绞车房的高度一般在 3～4.5m断面形状和支护设计为半圆拱型，采用锚喷支护，喷厚 100mm工作面辅助运输采用绞车牵引。

绞车房布置在煤层中，距轨道大巷 20m，距离带区煤层运料平巷35m 左右(见图 3-1)，以利于维护3）带区变电所带区变电所应设在岩层稳定，无淋水，矿压小及通风良好的地点，带区变电所应设在带区用电负荷集中的地方，故放在两条大巷之间，其位置见带区巷道布置图高压电气设备与低压设备分别集中在一侧布置，故硐室宽度取 3.6m；高度根据行人的高度和设备要求以及吊挂电灯的高度确定为 3m，通道高度取 2.5m硐室断面形状采用半圆拱，采用锚喷支护底板采用 100＃混凝土铺底，并高出邻近巷道 200～300mm 和具有 3‰的 流水坡度，以防矿井水流进变电所硐室与通道的连接处，设有向外开的防火栅栏两用门3.2.23.2.2带区生产系统带区生产系统1 运煤系统： 工作面落煤→工作面刮板输送机→转载机→分带皮带运输巷→ 带区煤仓→胶带运输大巷→井底煤仓→ 主井→地面2 运料，排矸系统：地面→副井→井底车场→轨道大巷→行人运料进风斜巷→带区煤层运料平巷→分带轨道斜巷运矸系统岩石掘进工作面→小矿车→轨道大巷→井底车场→副井→地面3 通风系统：（新鲜风流）副井→井底车场→轨道大巷→行人运料进风斜巷→带区煤层运输顺槽→综采工作面→分带轨道斜巷→带区煤层回风大巷 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 37 页 →总回风石门→中央风井→地面3.2.33.2.3巷道掘进方法及通风巷道掘进方法及通风1)、巷道掘进方法带区内巷道主要有三种：岩巷、煤巷和半煤岩巷。

掘进带区车场时，采用钻爆法施工，挂腰线掘进；掘进煤巷和半煤岩巷时，采用配套综掘设备进行落、装煤岩，通过桥式胶带转载机和可伸缩带式输送机运输煤岩本设计所选用的配套综掘设备主要为：AM―50 型掘进机，QZP―160A 型转载机，SSJ800/2×40I 型可伸缩胶带输送机，锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作分带轨道斜巷和分带运输斜巷均为沿空掘巷，沿底板掘进2)、掘进通风采用压入式局部通风机进行通风，局部通风机应在新鲜风流处每个掘进工作面配备两台 FD-No6.3/60 型 2×30 KW 局部通风机,为了防止回风短路，在顺槽设置风门或风窗，具体位置见带区巷道布置图3.2.43.2.4带区的生产能力带区的生产能力(1) 掘进产煤年煤巷掘进量以 5000m 计，含煤系数取 80%，则年掘进出煤：A掘 = L×S×r×K (公式 3.1)式中：A掘 — 年掘进出煤量，t/a；L — 年煤巷掘进长度， 5000m/a；r — 煤的容重，1.25m3；S — 巷道掘进断面积，计 15m2；K — 含煤系数，取 80%；A掘 = 5000×15×1.25×0.8 = 7.5 万 t/a。

掘进面日产：A日掘 = 280t2) 回采面产煤一个采煤工作面产量由公式：A回 = L×V0×M×R×C0 (公式3.2)式中：L — 采煤工作面长度，200m V0 — 工作面推进度，m/a M — 煤层厚度或采高，5 m中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 38 页 R — 密度，t/m3 C0 — 采煤工作面采出率，3 煤层为厚煤层取 0.95回采面生产能力：A = (200×1500×5)×1.25×0.95= 178.12 万吨带区生产能力 A = A掘 + A回 =7.5 万 t+ 178.12 万 t= 185.62 万 t3.3 采煤方法3.3.13.3.1 采煤工艺方式采煤工艺方式1)一般采煤方法设计遵循以下原则：(1) 技术先进，要求采煤工作面机械化水平高，单产高，煤炭质量好，煤炭采出率高；(2) 经济合理，要求劳动效率高，材料消耗少，吨煤成本低；(3) 生产安全，生产中要用科学的管理水平，应用先进的生产设备和技术，认真贯彻《煤矿安全规程》 ，确保安全生产，保证矿井有完整的运输通风排水和行人的系统，设置完善的安全设施。

2）采煤方法确定3#煤平均倾角 14°，属于缓倾斜煤层，煤层赋存条件较好，倾角缓，瓦斯含量小，井田内基本无断裂构造，仅发育有宽缓的褶曲，水文地质条件简单，煤层顶底板易管理等因素进行综合考虑，采煤方法采用走向长壁采煤法，回采方向为后退式，煤层厚度变化不大，一次采全高平均 5 米3）确定回采工作面长度合理的回采工作面长度是实现高产高效的重要因素，影响工作面长度的因素主要有地质因素、技术因素、经济因素和员工素质本带区地质条件简单，煤层含瓦斯量低，属低瓦斯，不受通风能力的限制，因此地质因素对回采工作面影响不大本矿井工作制度采用“四六”制， “四班作业，三采一准”每日四班，三班采煤，一班检修这种作业形式，即可增加采煤时间，又可以保障机器有充分的检修时间，更适用于综采工作面每班工作 6 小时，为了便于管理，拟定正规的作业循环为，三班采煤一班检修，生产班每班割二刀煤，另外，工作面产量应保证矿井达产 Qt＝A/T 式（3.3） 式中： Qt——矿井理论日产量， t/d；A——矿井设计生产能力，1.2Mt；中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 39 页 T——矿井年工作天数， 取 300 天；即：Qt＝4000 t/d综合以上多种因素，确定工作面长度为 200 米，现验算工作面生产能力。

工作面日产量 Qr为： Qr＝B×L×M×B×Υ×C 式（3.4） 式中：Qr——工作面日产量， t； B——每日采煤刀数， 取 9； L——工作面长度， 取 200m； M——煤层厚度， 取 5 m； B——循环进尺， 取 0.8m； Υ——煤的容重， 取 1.25t/m3； C——工作面回采率，综采放顶煤工作面取 0.9；Qr＝4050 吨矿井日产量 Q 为： Q＝Qr×（1＋10％） 式（3.5）式中： Q——矿井日产量，t；Qr——工作面日产量，t；10％——掘进出煤系数；Q＝4455 吨>4000 吨即该工作面长度能够满足矿井达到设计生产能力的要求4) 工作面推进长度和推进方向确定由于后退式的工作面和巷道的维护条件好，工作面的推进方向为后退式考虑到掘进煤量及综采面的生产能力，工作面日进 6 刀，日推进度为4.8m/d，工作面生产能力为 4050t/d5) 回采工作面破煤、装煤方式的确定由于设计矿井煤层为厚煤层，综采工作面设计采用双滚筒采煤机破煤。

根据采煤机要适合特定的地质条件，并且采煤机采高、截深、功率、牵引方式等主要参数要选取合理，有较大的适用范围，满足工作面生产能力的要求，选用大功率无链牵引采煤机 MXA-300/4.5 型双滚筒采煤机，其技术特征见表 3.2表 3.2 MXA-300/4.5 型双滚筒采煤机技术特征表型号MXA-300/4.5中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 40 页 采高(m)2.3～4.45适应煤质硬度f=2～4煤层倾角（°）0～25截深（mm）656滚筒直径（m）2.0牵引方式液压、双牵引、无链牵引力（kN）400牵引速度（m/min）0～8.50滚筒中心距（mm）10326卧底量（mm）185型号DMB-300S功率（kW）300电动机台数（台）1电压（V）1140冷却方式水冷喷雾除尘方式内、外喷雾控顶距（mm）2342最大不可拆卸尺寸（长×宽×高） /质量（mm/t）3605×1241×450/2.94总重（t）48.3制造厂家西安煤矿机械厂① 进刀方式由于 3#煤赋存稳定，煤层倾角平缓，采煤机采用端部割三角煤斜切进刀、往返一次割两刀的割煤方式，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。

割三角煤进刀过程如下：a 当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤 [图 3-1（a）]；中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 41 页 b 调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止然后将输送机移直 [3-1（b）]；c 再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处 3-1（c）]；d 将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤，[3-1（d）]图 3-1 工作面端部割三角煤斜切进刀(a)起始 (b)斜切并移直输送机 (c)割三角煤 (d)开始正常割煤1-综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机②工作面装煤方式在采煤机截割煤的同时，利用滚筒螺旋齿片和弧型挡煤板自动将煤装到工作面刮板输送机；余煤由铲煤板随移溜铲入刮板输送机，少量煤由人工铲子攉装到刮板输送机内③ 回采工作面运煤方式及其运输设备的选择回采工作面运煤方式回采工作面采下的煤由工作面刮板输送机通过转载机运到分带运输斜巷回采工作面刮板运输机的选择刮板输送机选型原则：刮板输送机一般与采煤机配套使用时均选用可(a)(b)(c)(d)AAAAAAAA12211212A-AA-AA-AA-A中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 42 页 弯曲自移式刮板输送机。

煤质较硬时、块度较大时优先选用双边链；较软时选用运输能力大的中单链；煤质有硬有软时，选用中双链输送机溜槽的结构一般应选用开底式，只有煤层底版较松软时才选用闭底式综采工作面刮板输送机通常采用多电动机驱动，一般 2～4 台，应优先选用双电机双机头驱动方式刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力的20%根据以上的选型原则，并且考虑与采煤机的配套原则，选用 SGZ-730/220 型刮板输送机，其技术特征见表 3-3表 3-3 SGZ-730/220 型刮板输送机技术特征表型号SGZ-730/220设计长度(m)160出厂长度(m)150运输能力(t/h)450链速（m/s）1.07型号KBYD550-100/55-4/8功率（Kw）2×100/55转速（rpm）740/1480电动机电压（V）666/1140液力耦合器型号-减速器速比1：29.36布置方式平行布置中部槽规格（长×宽×高） （mm）1500×730×220圆环链规格（mm）26×92-C刮板链形式中双边链刮板间距（mm）920与采煤机配套牵引方式有链或无链制造厂家张家口厂6) 工作面支护方式及采空区处理中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 43 页 (1) 支护方式3#煤平均层厚 5m ，采用大采高一次采全厚开采，回采工作面采用支撑掩护式液压支架支护。

综采液压支架的选择支架选型原则：①支护强度与工作面矿压相适应；②支架结构与煤层赋存条件相适应；③支护断面与通风要求相适应；④液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配根据以上原则，并考虑到“三机”配套原则，选择 ZY3500/25/47 支撑掩护士支架，其技术特征见表 3.4表 3.4 ZY3500/25/47 支撑掩护士支架的技术特征表项目技术特征型号ZY3500/25/47 形式支撑掩护高度（m）2.5～4.7宽度（m）1.43～1.60中心距（m）1.5初撑力(kN)2600工作阻力(kN)3500支护强度(Mpa)0.76～0.6对底板比压(Mpa)1.05～1.6适应倾角(°)≤20 供液泵压(Mpa)31.5运输尺寸（长×宽×高） （mm）5.5×1.43×2.5重量(t)16.6型式双伸缩缸径/中缸内径/柱径（mm）230/180/160立柱工作阻力/初撑力（kN）1750/1300型式浮动活塞缸径/行程（mm）160/750推移千斤顶推力/拉力（kN）178/453平衡千斤顶缸径/行程（mm）160/495中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 44 页 工作阻力（kN）847/608每架数量（个）2生产厂家北京煤机厂(2) 工作面端头支护支护方式由于工作面的上、下出口处悬顶面积大，机械设备多，又是材料和人员出入的交通要口，所以必须加强支护。

①.端头采用端头液压支架支护顶板，刮板机头以及转载机等设备放于端头支架空间内②工作面采用单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护，超前支护长度不小于 40 米a 进风巷的超前支护从煤壁线向外 40m 超前支护，为三排支设，紧贴工作面煤柱侧打第一排单体柱，柱距 0.8m；距离第一排柱 2.6m 打第二排单体柱，柱距 0.8m，在巷道外侧紧贴煤壁打第三排单体支柱，柱距 0.8mb 胶带运输巷的超前支护从煤壁线向外 40m 超前支护，为三排支设，紧贴工作面煤柱侧打第一排单体柱，柱距 0.8m；距离第一排柱 1.4m 打第二排单体柱，柱距 0.8m，在巷道外侧紧贴煤壁打第三排单体支柱，柱距 0.8mc 机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,木垛距离不超过 3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧端头支架选型根据支架选型要求及设计的特点，选用 ZTF6500－19/32 型端头支架，其技术特征见表 3.5表 3.5 ZTF6500－19/32 型端头支架技术特征表型号ZTF6500－19/32工作阻力（ kN）6577初撑力（ kN）6157最小支撑高度（ m）1.9中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 45 页 最大支撑高度（ m）3.2支护强度（ MPa）0.75中心距（ mm）1570底板比压（ MPa）2.05支护面积（ m2）9.28(3) 采空区处理采空区采用顶板全部跨落法处理。

各工艺过程安全注意事项1)、割煤⑴开机前，机组司机应按规定对煤壁、顶底板、支架、溜子、机组电缆、水管、水压、油压及油质进行全面检查，消除故障和隐患以后，发出开机信号，确保机组周围无人，方可开机作业⑵割煤时，机组司机应站在支架内，集中精力进行操作，严禁把头伸在机组和支架顶梁间⑶割煤时先送水，后开机，停机时先停机后停水，禁止无水开机作业⑷割煤时，要随时注意机组各部分运行状况，发现异常及时停机，经检查处理后方可开机⑸机组割到距机头、机尾 5m 时，要放慢速度到 2m/min，缓慢进行，待割出锚杆后，停溜闭锁溜子，退回机组停机，人工取出锚杆，然后机组在缓慢割透煤帮机组割煤帮时，进回风巷内工作面 3m 范围内不准有人，防止滚筒甩出锚杆或钢带伤人2)、移架⑴工作面支架必须达到完好，支架工操作支架前应熟悉各操作手把功能移架前，应检查支架 3m 范围内是否有人，有人严禁移架⑵割过煤后，距机组后滚筒 4-6 架进行移架，当片帮或顶板破坏严重时，必须拉超前架或者紧随上滚筒进行移架⑶移架时，先将侧护板、护帮板收回，方可降架，支架可降 100-200mm，局部需要超前移架时，必须保持支架分段成直线⑷移架到位后，要将支架升紧，顶梁升平，护帮板打出，同时调整相邻两支架侧护板不超过 2/3 的高差（遇构造除外） ，并将操作手把打在零位，任何人严禁随意乱动。

⑸移排头支架时，必须将底座附近浮煤清理干净，整理好管路、电缆，三架互为支点降架前移操作阀组人员必须站在本架踏板上操作，其他人中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 46 页 员不得站在破碎机附近，支架前方巷道 10m 范围内不得有人⑹割煤时可将机组前方 10m 的推溜手把打在供液位置，停止割煤时，必须及时将手把打在零位3)、推溜⑴推溜由移架工负责进行⑵推溜时，支架与挡煤板之间严禁有人，防止推溜千斤顶和框架伤人⑶推溜工作应在刮板输送机运行中进行，严格执行顺序追击作业，从一端到另一端，不准在任意段或由两端向中间推⑷推溜时，如因机道有台阶、矸石等障碍物推不动溜子时，应进行反刀或人工清煤人工清煤必须闭锁机组、溜子，且不少于 2 个有效闭锁键处于闭锁状态必须有专人看护，注意片帮⑸移机头、机尾时，必须将附近的浮煤杂物清理干净，移机头拉排头架，移机尾拉机尾架必须连续进行⑹移后溜时，要密切注意插板的位置和状态，防止插板压住后溜大链，拉断大链4)、放煤⑴初次放煤时，应在工作面刷帮试采，出切眼 10m 后即进行放煤，防止将老塘冒落的切眼支护材料放入后溜中，严禁乱动尾梁、插板及放煤操作手把，防止发生意外事故。

⑵ 放煤工应加强责任心，放煤时注意观察煤流情况，遇到矸石急剧增加时要及时停止放煤，将插板打出，尾梁摆起⑶ 放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落.⑷ 放煤时要加强煤质管理，见矸即停止放煤，保证含矸率及灰分不超标放煤严禁漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤加强顶煤的回收，提高回采率⑸应严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常⑹工作面机头留 5 台支架、机尾留 4 台支架不放煤，以维护出口顶板的安全3.3.23.3.2 回采巷道布置回采巷道布置1) 确定回采巷道布置形式本工作面采用综采放顶煤采煤工艺，回采巷道采用一般的 U 型布置方式，中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 47 页 即一条区段运输顺槽和一条区段回风顺槽该带区采用单巷布置，间留 15m 的煤柱，掘进通风简单，通风阻力小2) 回采巷道支护借鉴国内外高产高效矿井经验，结合本矿井实际情况，回采巷道采用锚网支护支护参数见图 3—3—2鉴于，煤质较软，锚杆间排距应适当取小一点，本设计锚杆间排距为700mm，帮上锚杆间距为 500 并且利用帮角的锚杆控制两帮。

3) 确定回采巷道断面及其具体施工技术要求(1) 确定巷道断面回采巷道断面既要满足通风、行人要求，又要满足大型设备能够顺利运输到工作面开切眼综合本矿井实际情况，回采巷道宽度为 4.0，高度为2.5m2) 施工技术要求中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 48 页 由于综采工作面支架运输不便，因此，巷道施工中必须保证回采工作面等长图 3.2 分带轨道巷表 3.6 分带轨道巷断面参数表分带轨道斜巷断面基本参数巷道净宽3600mm净断面积10.08m2巷道净高2800mm巷道周长12.94m图 3.3 分带运输巷表 3.7 分带运输巷断面参数表分带运输斜巷断面基本参数巷道净宽3800mm净断面积10.64m2巷道净高2800mm巷道周长13.34mÒ Æ¶ ¯ ± ä µ ç Õ ¾中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 49 页 4 矿井通风及安全4.1 矿井通风系统选择4.1.14.1.1矿井概况矿井概况古城矿地处平原，矿区地势平坦，无高低起伏地势标高为+33.20～48.90m本设计矿井井型为1.2Mt/a，服务年限为64年。

井田的开拓方式为立井单水平上下山开采，水平标高－690m矿井采用综采一次性采全高采煤方法，全矿只布置一个生产工作面，日产量为4050吨，本区主采煤层为3 #煤层，煤层平均厚度5m，倾角较小，平均13°煤质稳定，硬度较软,普氏硬度为1～2，属中变质瘦煤，为低硫低灰分煤层平均容重为1.25t/m3本设计矿井属低瓦斯矿井，全矿井瓦斯相对涌出量为1.190cm3/t煤层自燃发火危险变化在不自燃至不易自燃之间，煤尘的爆炸性指数均在41.40～47.53%，煤尘具有爆炸性，地温率为2.64℃/100m本井田为温带半湿润季风区，四季分明年平均气温为 13.6℃多年平均最低气温月为 1 月，平均气温为-2℃7 月份气温最高，月平均最高气温 29℃（1959 年 7 月） ，日最高气温 41.6℃（1960 年 6 月 21 日） ；年平均降水量 677.2mm，最小 347.9mm(1988 年)，最大 1186mm(1964 年)降雨多集中在 7～8 月份，日最大降雨量 183.7mm（1993 年 8 月 5 日） 年平均蒸发量 1785.2mm4.1.24.1.2选择矿井通风系统原则选择矿井通风系统原则⑴应有利于加快矿井建设速度，鼓术经济合理，生产安全。

⑵必须符合《煤矿安全规程》和《煤炭工业设计规范》有关规定①每一矿井必须有完整的独立通风系统②新建或改建的矿井，如果采用中央式通风系统时，在设计中必须规定井田境界附近的安全出口中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 50 页 ⑶箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不兼作风井如兼作风井时，必须遵守下列规定：①箕斗提升井兼作回风时，井上、下装卸载装置和井塔都必须有完善的封阂措施，其漏风率不得超过 15％，并应有可靠的降尘设施但装有肢带输送机的井筒，不得兼作回风井②箕斗提升井，或装有胶带输送机的井筒，兼作进风井时，箕斗提升并筒中的风速不得超过每秒 6 m，装有胶带输送机的井筒的风速不得超过每秒 4m，并都应有可靠的降尘措施，保证粉尘浓度，符合工业卫生标准胶带输送祝的并筒中还应装有专用的消防管路⑷其他还应考虑以下各因素：①风井位置要在洪水位标高以上，进风并口须避免污染空气进入，距有害气体源的地点不得小于 500 m②井口工程地质及井筒施工地质条件简单③占地少，压煤少，交通方便，便于施工④通风系统简单，风流稳定，易于管理⑤发生事故时，风流易于控制，每个带区至少有两个通向地面的安全出口，以便于人员撤出。

⑥使专用通风巷道的数目最少，风路最短，贯通距离短，井巷工程量省⑦尽可能使每个带区的产量均衡，阻力接近，避免过多的风量调节，尽量少设置通风构筑物．以免引起大量漏风⑧多风机抽出式通风附，为了保持风机联合运转的稳定性，应尽量降低总进风道公共风路段的风阻(一般要求公共区段的负压不超过任何一个扇风机负压的 25％)⑨通风费用少⑩后期通风合理4.1.34.1.3确定矿井的通风方式确定矿井的通风方式选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井瓦斯等级经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费4.1.44.1.4通风方式的确定通风方式的确定选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 51 页 1）自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级2）经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见表 4-1图 4.1 各种通风方式表 4.1 通风方式比较通风方式适用条件及优缺点中央并列式适用煤层倾角大，走向不长，投产初暂未设置边界安全出口，且自然发火不严重的矿井。

初期投资少，带区生产集中，便于管理，节省工业广场面积，但进出风井漏风大，风路长，阻力大中央边界式通风阻力较小，内部漏风较小工业广场不受主要通风机噪声的影响及回风风流的污染适用于煤层倾角较小、埋藏较浅，井田走向长度不大瓦斯与自然发火比较严重的矿井两翼对角式风流在井下的流动线路是直向式，风流线路短，阻力小内部漏风少中带区带区分区对角式两翼对角式带区带区中央分裂式带区带区中央并列式中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 52 页 安全出口多，抗灾能力强便于风量调节，矿井风压比较稳定工业广场不受回风污染和通风机噪声的危害井筒安全煤柱压煤多，初期投资大，投产较晚煤层走向大于 4km，井型较大，瓦斯与发火严重的矿井；或低瓦斯矿井，煤层走向较长，产量较大的矿井分区式适用于煤层距地表潜，或因地势变化大无法开凿潜部回风道，在开采第一水平时，只能用这种分区式回风，另外，可见走向长多煤层开采、高温矿井，宜于此方式每个带区有独立通风线，互不影响，便于风量调节，安全出口多，抗灾能力强，建井工期短，初期投资少，出煤快占用设备多，管理分散，矿井反风困难混合式混合式是前几种的发展，使用于：矿井走向距离很长，多煤层、多井筒矿井，有利于矿井分区分期投产；大型矿井井田面积大，产量大或采用分区开拓矿井。

根据前述矿井的地质概况，开拓方式及开采方法，提出本矿井矿井通风系统方案为：方案一：中央并列式方案二：两翼对角式1）矿井通风方案的技术比较根据以上提出的二种通风方案，对其进行技术上的优缺点比较，方案的技术比较列表进行比较通风方案技术比较见表 4.2表 4.2 通风方案技术比较表方案 1 和方案 2 个有其优缺点，在技术上难于明显的分出其优劣，因而还需进一步作经济比较2）通风方案的经济比较通风方案在经济比较中，对相同巷道的开拓和维护费用均不作比较大巷和风井的维护费用按 20 年的服务年限进行计算优点缺点方案1 这种通风方式只设有一个出风井，初期投资少节省工业场地，建井工期短 进出风井漏风大，风路长，阻力大 方案2这种通风方式的优点在于通风路线长度和风压变动较小，通风机工作稳定，漏风少，矿井个带区能保持独立的通风，有利于矿井通风系统管理，发生灾变时，两个风井均可作为安全出口，抗灾能力强 初期投资大，建井期长，工程量大中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 53 页 (1) 井巷工程掘进费用比较表 4.3 井巷掘进费用比较方案项目方案 1方案 2工程项目工程量（m）单 价(元/m）费 用（万元）工程量（m）单 价（元/m）费用(万元）回风大巷55251346.7744．5277481346.71043.42回风井7805617.7438.13255×25617.7286．50合计1182.651329.92相对百分数100%112.45%(2) 巷道维护费用能够比较表 4.4 井巷维护费用比较表方案项目方案 1方案 2工程项目工程量（m）单价(元/ma）费用（万元）工程量（m）单价/ma）费 用（万元）回风大巷55258044.277488061.98回风井780907.02255×24.64.42合计55.2566.40相对百分数100%120.18%(3) 通风设备购置费用矿井主风机、配套电机设备购置费按 90 万元计算，主风机房必须安装两套主风机及配套电机。

一套工作，一套备用则共需设备费 90*2=180 万元风机房、风硐、扩散器、防爆门、反门设施等通风设施的土建费按 60万元计算则建一个风机房共需 240 万元表 4.5 通风设备费用比较表中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 54 页 方案项目方案 1方案 2通风设备费2402×240相对百分数100%200%(4) 通风电费比较根据《矿井生产经营费指标》矿井通风分册，中央并列式通风时风井风量为 72.2 立方米/秒，风井年耗电费 50.2 万元两翼对角式通风时风井风量为 42 立方米/秒，风机年耗电费 18.5 万元风机服务年限按 25 年计算表 4.6 通风电费比较表方案费用项目方案 1方案 2通风电费（万元）50.2×25=125518.5×25×2=925相对百分数135.67%100%(5) 通风总费用比较表 4.7 通风总费用比较表费用 （万元）项目方案 1方案 2井巷掘进费1182.651329.92井巷维护费55.2566.40通风设备费240480通风电费1255925总费用2732.92801.32相对百分数100%102.05%综上的技术比较和经济比较，可以看出，方案 1 优越于方案 2。

因此本矿井采用方案 1 中央并列式通风4.1.34.1.3主要通风机工作方法主要通风机工作方法主扇的工作方法有抽出式和压入式两种1)两种主扇工作方法的风流运动过程(1) 抽出式的风流运动过程在服务范围内的西风井安设抽出式主扇主扇开始工作后，矿井内的中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 55 页 风流处于负压状态，新鲜风流顺着副井进入井下然后，风流沿运输大巷经带区上部车场进入煤层风流流经采煤工作面后，乏风经带区回风斜巷回到回风大巷，再经西风井排到地面2) 压入式的风流运动过程在副井井口安设压入式主扇，进风副井井口要密闭，主井井底和总进风分开主扇开始工作后，矿井内的风流处于正压状态，新鲜风流顺着副井进入井下然后，风流沿轨道大巷经过带区上部车场进入煤层风流流经采煤工作面后，乏风经带区回风斜巷回到回风大巷，再经西风井排到地面本矿井虽然为低瓦斯矿井，但是煤层有自燃发火倾向，煤尘有爆炸危险性采用抽出式通风，沿通风线路漏风少，通风管理工作比较容易，并且新旧水平过渡容易另外，主扇布置在两翼风井而不是副井井口，对工业广场不造成噪音污染因此，综合以上因素，确定主扇的工作方法为抽出式。

4.2 带区通风4.2.14.2.1带区通风概述带区通风概述带区通风系统是矿井通风系统的基本组成部分，它包括带区进回风和工作面进回风巷道的布置方式，带区通风路线的连接形式，以及带区通风设备和通风构筑物的设置等基本内容表 4.8 抽出式和压入式的优缺点工作方式优点缺点抽出式整个通风系统处于负压状态，当主扇应故停止运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全在地面小窑塌陷区分布较广，并和带区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路总进风量和工作面通风量都会减少中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 56 页 Y形U形双Z形Z形压入式用压入式通风，能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面，在地面小窑塌陷区分布较广，并和带区相沟通的条件下使用比较安全如果能够严防总风路上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较难，漏风较大在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，因为过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长。

压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加带区通风系统应满足：分区通风、采掘工作面应采用独立通风，带区内所有的巷道，回采工作面，备用工作面，掘进工作面和硐室等有足够的风量；带区内风流稳定；有利于采空区瓦斯排放和防止浮煤自燃；通风系统具有一定的抗灾能力和满足一些特殊要求的能力（如抽放瓦斯、防火灌浆、煤层注水、区域反风和降温等） 使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小4.2.24.2.2 带区通风系统的要求带区通风系统的要求带区通风的基本要求：1) 回采面和掘进面都应采用独立通风，不能串联；2) 工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定；3) 煤层倾角大于 12°时，不能采用下行风；4) 回采工作面的风速不得低于 1m/s；5) 工作面回风流中沼气浓度不得超过 1％；6) 必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求；7) 要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通；8) 机电硐室必须在进度风流中；9) 采空区必须要及时封闭；4.2.34.2.3 回采工作面的通风方式回采工作面的通风方式1) 采煤工作面通风类型的确定本设计是带区布置通风方式是中央并列式 适合本采煤工作面通中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 57 页 风类型有 U、Z、Y 和双 Z 等形式，见图 4.2，通风类型的粗略比较图4.2 回采工作面通风类型表 4.9 回采工作面通风类型比较表由于本设计矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量很小，且 U 形通风漏风量少，易于通风管理。

结合设计带区回采工作面推进方向，确定回采工作面的通风类型为 U 型通风4.3 掘进通风4.3.14.3.1掘进通风方法选择掘进通风方法选择掘进通风方法分为利用矿井总风压和利用局部动力设备两种方法利用矿井总风压进行局部通风，将增大矿井通风阻力，增加矿井通风成本，且设计矿井掘进工作面掘进长度较长，利用矿井总风压通风难以满足掘进通风要求，因此，设计选用局部动力通风方法，动力设备为局部通风机4.3.24.3.2掘进通风方式选择掘进通风方式选择局部通风机通风由局部通风机和风筒组成，按其工作发式分为：压入式、抽出式和混合式其特点分别是：类型优点缺点U 形采空区漏风少在工作面上隅角附近容易积存沼气，影响工作面的安全生产Z 形在采空区上部维护一条回风巷，工作面回风流经回风巷时，采空区的漏风可将其中的沼气排至回风道，工作面比较安全采空区漏风大，需要维护一条巷道，巷道维护费用高Y 形增加一条进风巷，能有效地解决回风流的瓦斯浓度过高和积存问题对回采工作面的瓦斯和气候条件没有改善；要求工作面的上顺槽沿带区一翼全长预先掘好，且在回采期间始终维护；同时，巷道的掘进和维护费用较大双 Z 形对于瓦斯涌出量大和采用综采机组的回采工作面，能有效解决产量严重受通风限制的问题。

中间巷道开掘在煤体中，并且在回采期间始终维护，故掘进和维护费用较大中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 58 页 1) 压入式通风时，局部通风机及其附属电器设备均布置在新鲜风流中，污风不通过局部通风机，安全性好；而抽出式通风时，含瓦斯的污风通过局部通风机，安全性差2) 压入式通风，风筒出口风速和有效射程较大，可以防止瓦斯层状积聚，散热效果好，然而，抽出式通风有效吸程小，排污风时间长、速度慢3) 压入通风时，可用柔性风筒，其成本低，重量轻、运输方便，而抽出式的风筒承受负压，必须使用刚性或带钢性骨架的可伸缩风筒，成本高、重量重、运输部方便本设计，煤巷掘进工作面瓦斯涌出较少，由于现在掘进机械化的提高，工作面需风量大，再综合压入式和抽出式通风优缺点比较，故本设计选用压入式掘进通风，其示意图如图 4.34.3.34.3.3 掘进工作面所需风量掘进工作面所需风量1) 按瓦斯涌出量计算 (4.1)ghighihiK100式中： —第 i 个掘进工作面的需风量hiQ —第 i 个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，相对瓦斯涌出量ghiQ为：2.52/t.d3m —第 i 个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用系数，一般ghiK为 1.5—2.0。

取 1.5按日产 160t 计算=160×2.52/（60×24）=0.28 m3/min掘q Qhi=100×0.28×1.5=42 /min3m2) 按人数计算Qbi =4NbiKm3/min （4.2）式中： 4——以人数为计算单位的供风标准，即每人每分钟供给 4 m3的规定风量；图4.3掘进通风示意图中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 59 页 Nbi——第 i 个掘进工作面同时工作的最多人数，根据古城矿现场生产实际，取 Nai=40 人K----风量备用系数：中央并列式取 1.45则 Qbi =4Nbi =4×40×1.45=232m3/min3) 按炸药量计算Qbi =25Ab K，m3/min （4.3）式中： 25——以炸药量为计算单位的供风标准[m3/（min·kg）]，即为每公斤炸药爆破后，需要供给的风量；Abi——第 i 个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg根据参照《煤炭井巷综合预算》关于炸药用量的规定，取一次爆破使用的最大炸药量为 6.5 kg。

则: Qbi =25Abi=25×6.5×1.45=235.7 m3/min通过以上的计算，选取最大值 236m3/min而本设计根据矿井的实际经验，对于煤巷掘进头的 供风量确定为 236m3/min满足计算要求4) 按风速进行验算按最小风速验算，各个煤巷掘进工作面最小风量 （4.4）SdiQhi25. 060 =60×0.25×4×2.5 =150 /min3m按最高风速验算，各个煤巷掘进工作面的 最大风量 （4.5）hihiSQ460 =60×4×4×2.5 =2400 /min3m式中： —第 i 个掘进工作面最大风量hiS因此，掘进工作面供风=378 /min，能够满足要求hQ3m4.3.44.3.4 掘进通风设备选型掘进通风设备选型选用风筒要与局部通风机选型一起考虑，其原则是：1) 风筒直径能保证最大通风长度时，局部通风机供风量能满足工作面通风的要求；2) 在巷道断面容许的条件下，尽可能选择直径较大的风筒，以降低风阻，减少漏风，节约通风电耗；一般来说，立井凿井时，选用 600～1000mm的铁风筒或玻璃风筒；通风长度在 200m 以内，宜选用直径为 400mm 的风筒；通风长度 200～500m，宜选用直径 500mm 的风筒；通风长度 500～1000m，宜选用 800～1000mm 的风筒。

中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 60 页 (1) 风筒的种类 掘进通风使用的风筒有金属风筒和帆布、胶布、人造革等柔性风筒柔性风筒重量轻易于贮存和搬运，连接和悬吊也简便胶布和人造革风筒防水性能好，但柔性风筒只适用于压入式通风为了满足抽出式通风的要求，目前有用金属整体螺旋弹簧钢丝为骨架的塑料布风筒矿山常用的风筒直径有 300、400、500、600 和 800mm 等 本设计采用压入通风，选用用柔性风筒，其成本低，重量轻、运输方便设计煤巷掘进长度一般都大于 500m，所以选用 800mm 直径的风筒规格选用胶布风筒起规格参数见表 4.10表 4.10 胶布风筒规格参数表直径/mm截长/m壁厚/mm风筒质量/kg.m-1风筒断面/ m2300101.21.30.071400101.21.60.126500101.21.90.196600101.22.30.283800101.23.20.5031000101.24.00.785(2) 风筒的接头柔性风筒的接头方式有插接，单反边接头、双反边接头、活三环多反边接头、螺圈接头等多种形式插接式最简单，但漏风量大；反边接头漏风较小，不易涨开，但局部风阻较大；后两种接头漏风量小、风阻小，但易涨开，拆装比较麻烦，通常在长距离掘进通风时采用。

本设计采用多反边接头方式多反边接头如图示，是在双反边的基础上多一个活环 3活环 3 先套在有铁环 2 的风筒上(图 A)，当风筒 1 反边翻套在风筒 2 上时，再把活环 3 套在风筒 2 的反边和风筒 1 的翻边上(图 B)，然后把风筒 2 的反边和风筒 l 的翻边都翻套在活环 3 上 (图 C)3) 风筒阻力根据风筒的百米风阻值 R100 可以直接计算长度为 L 的风筒实际风阻：中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 61 页 图 4.4 风筒联结示意图RF=(L/100)*R100，/M8 2SN （4.6）RF=500÷100×6.5 =32.5 /M82SN 百米风阻值见表 4-11表 4-11 胶布风筒的摩擦阻力系数与百米风阻值风筒直径/mm3004005006007008009001000α×104/42mSN5349454138323029R100/82mSN1412314943414.76.53.32.04) 风筒漏风风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数称为风筒漏风率 Le，Le虽然能够反映风筒的漏风情况，但不能作为对比指标。

故常用百米漏风率Le100表示：Le = (Qf –Q)/ Qf×100Le100=(Qf–Q)/(QfL/100)=Le/L×100 （4.7）式中： L——风筒全长，m;表4-12 一般要求柔性风筒的百米漏风率达到中的数值通风距离/m＜200200～500500～10001000～2000＞2000Le100/％＜15＜10＜3＜2＜1.5本设计风筒长度取 500m，百米漏风率取 1.5％柔性风筒的漏风备用系数 Φ 值用下式计算Φ=1/（1－nLi） （4.8）式中： Φ——漏风备用系数n——接头数；n=500÷50=10； Li——每个接头的漏风率，插接时 Le =0.01～0.02；螺圈反接头时 Li=0.005；Φ=1÷（1－10×0.005） =1.05中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 62 页 确定局部通风机的工作参数：风机的工作风量Qf=ΦQ （4.9）式中 Q——工作面需风量；Qf =局扇的工作风量Qf=1.05×378 =396.9 /min3m =6.2m3/s所以风筒漏风量Qe= Qf－Q=396.9-378 （4.10）=18.9/min3m本设计采用压入式通风。

则局部通风机全风压 Hf(Pa)Hf=RFQfQ＋0.811ρQ2/D4 （4.11）式中: ρ—— 空气密度，取 1.2Kg/3mD——风筒直径，0.8m; Ht=32.5×6.3×6.2＋0.811×1.2×(6.03)2÷(0.8)4 =1321.04 Pa由风机工作风量和全风压，决定选用 FD—6.3/60 轴流式局部通风ON机，其参数见表表 4—13表4-13 FD—6.3/60轴流式局部通风机参数ON型号FD—6.3/60ON电动机功率（KW）20风机级数2风量m3/min450～320风压（pa）1250～5000重量（Kg）1100生产厂家重庆煤科分院中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 63 页 4.3.54.3.5 局部通风机安全技术措施局部通风机安全技术措施1) 局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转2) 压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于 10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合本规程第一百零一条的有关规定。

3) 必须采用抗静电、阻燃风筒4) 局部通风做到双风机、双电源、自动换机和自动倒凤装置5) 掘进工作面的局部通风机应采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电；两闭锁6) 专人负责维护管理接头严格实行双向反压边，风筒逢环必挂，吊挂平直，拐弯处要安设专用弯头，杜绝拐死弯，尽量降低通风阻力，减少风筒吹扯、断裂现象7) 使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源8) 恢复通风前，必须检查瓦斯只有在局部通风机及其开关附近 10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过 0.5%时，方可人工开启局部通风机9) 安设瓦斯自动检测报警断电仪并与矿井监控系统联网10) 建立局部通风机停开制度等4.4 全矿所需风量4.4.14.4.1 矿井风量计算标准及原则矿井风量计算标准及原则风量计算的标准1) 供给煤矿井下任何工作用风地点的新鲜风量，必须依照下述各种条件进行计算，并取其最大值，作为该用风地点的供风量按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m32) 按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体浓度，风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关各项规定要求计算，取其最大值。

风量计算原则无论矿井或带区的供风量均按该地区各个实际用风地点，按照风量计算标准，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出该地点的风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，作为该地区的供风量即“由里中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 64 页 往外”的计算原则，由采掘工作面、硐室和其它用风地点计算出各带区风量最后求出全矿井总风量4.4.24.4.2矿井总风量的计算矿井总风量的计算按下列要求分别计算，并且取其中最大值1）按井下同时工作的最多人数计算 （4.12）NK4Q 式中 Q——矿井总风量，m3/min N——井下同时工作的最多人数，人4——每人每分钟供风标准，m3/minK——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均等因采用压入式或中央并列式通风时，可取 1.20-1.25；采用中央分列式时取或混合式时取 1.15-1.20；采用对角式或分区通风时，可取 1.10-1.50上述备用系数在矿井产量 T≥90×104t/a 时取小值；T＜90×104t/a 时取大值则 设计矿井按井下同时工作的最多人数计算的需风量Q =4NK =4×200×1.20 =960m3/min=16 m3/s2）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算（4.13） 式中 ——采煤工作面所需风量之和，m3／min；采Q——掘进工作面所需风量之和，m3／min；掘Q——硐室所需风量之和，m3／min；硐Q——采掘硐室外其它地点所需风量之和，m3/min其它Q K——矿井通风系数，考虑矿井内部漏风和配风不均匀等因素，K 的取值范围为 1.20—1.25。

1) 采煤工作面需风量计算采煤工作面应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数分别计算，取其最大值，并用风速验算①按工作面瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：根据《矿井安全规程》规定，按采煤工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得min/m K, Q3其它硐掘采总中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 65 页 超过 1％的要求计算，有 （4.1cqK100Q采采4）式中： ——所有出煤工作面实际需风量， /min；采Q3m——采煤工作面绝对瓦斯涌出量， /min；采q3mKc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比机采工作面可取 1.2-1.6，本设计取 1.5工作面日产量： 4050t；综采工作面瓦斯绝对涌出量：=4050×2.52/（60×24）=7.1 /min采q3m则综采工作面需风量： =100××Kc =100×7.1×1.5=1065 /min采Q采q3m②按工作面气温与风速的关系计算：采煤工作面应有良好的劳动气候条件，起温度和风速应符合下列要求，见表 4.14。

表 4.14 工作面气温与风速的关系工作面温度(℃)<1515～1818～2020～2323～26工作面风速(m/s)0.3～0.50.5～0.80.8～1.01.0～1.51.5～1.8按下式计算：=60×Vc×Ki×Si （4.15）采Q式中：——回采工作面适宜风速，取=1.5m/scVcV——回采工作面有效断面，按最大和最小空顶有效断面的平均值iS计算，m2 支撑式支架时用 Si =3.75(M-0.3) 掩护支架时用 Si =3 (M-0.3) M=5m——工作面长度系数，按表 4—15 选取 ，工作面长 205m 取iK1.3 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 66 页 表 4.15 采煤工作面长度风量系数采工作面长度（m）＜5050～8080～120120～150150～180＞180工作面长度风量系数0.80.91.01.11.21.3～1.4则按工作面气温与风速的关系计算的需风量 =60×Vc×Si×Ki （4.16）采Q =60×1.5×14.1×1.3 =1649.7 m3/min③按工作人员数量计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。

4×Ni （4.17）采Q式中： 4——每人每分钟供给 4m3的规定风量，m3/min；Ni——第 i 个工作面同时工作的最多人数，取 60 人则 按工作人员数量计算高工作面需风量 =4×60=240m3/min采Q由以上三种方法计算的采煤工作面所需风量最大值为：=1649.7 m3/min采Q取 =1649.7 m3/min采Q=27.5 m3/s④按风速进行验算：根据《矿井安全规程》规定，采煤工作面最低风速为 0.25m/s，最高风速为 4m/s 的要求进行验算即回采工作面应满足： （4.18）ccSS240Q15采式中： Sc——回采工作面的平均有效断面，m2设计矿井大采高工作面：Sc =14.35m2 215.25m3/min ≤≤ 3444m3/min采Q由风速验算可知， =1649.7m3/min 符合风速要求采Q中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 67 页 则：综采工作面的需风量为 1649.7m3/min，取=1649.7 m3/min采Q(2) 掘进需风量计算矿井生产前期，为保证生产正常接替，在正常生产期间，前期安排四套独立通风的综掘机掘进头，后期仍为四个独立通风的煤层掘进头。

通风方式：采用综掘机掘巷在无联络巷贯通时的独头段采用压入式局部通风机通风煤巷、半煤巷和岩巷独头通风掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值① 按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：根据《矿井安全规程》规定，按工作面回风风流中沼气的浓度不得超过 1％的要求计算即： 式dkq100Q掘掘（4.19） 式中： ——掘进工作面实际需风量，m3/min；掘Q——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；掘q——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的风量备用系dk数，机掘工作面取 1.5～2.0，这里取 kd=1.5单个掘进工作面日产量：160t；则 ：煤巷掘进工作面瓦斯绝对涌出量：=160×2.52/（60×24）=0.28 m3/min掘q煤巷掘进工作面需风量：=100qai×Kai=100×0.28×1.5=42 m3/min 掘q② 按炸药消耗量计算 式（4-20）式中——掘进工作面实际需风量，m3/min；掘Q——掘进面一次爆破所用的最大炸药量，kg；jActbAj掘Q中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 68 页 b——每公斤炸药爆破后生成的当量 CO 量，煤巷取 0.1m3/kg,岩巷取 0.04m/kg；t——通风时间，一般不少于 20 min；c——爆破后经通风后，允许人员进入工作面工作的 CO 浓度，一般取 c=0.02%岩巷全断面一次爆破消耗炸药 15kg。

则按炸药消耗计算岩巷掘进工作面需风量 m3/min③ 按局部通风机吸风量计算 （4.21）ffkI掘式中——掘进面局部通风机额定风量，m3/min fQ ——掘进面同时运转的局部通风机台数，台I——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取 1.2-fk1.3则=250×1×1.2=300 m3/min掘Q④ 按掘进工作面工作人员数量计算 （4.22）j4NQ掘式中：4——每人每分钟供给 4m3的规定风量，m3/min；Nj——第 j 个掘进工作面同时工作的最多人数，取 40 人故综掘机掘进工作面风量：=4×40=160 m3/min掘Q大巷掘进工作面风量：=4×40=160 m3/min掘Q由以上三种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：375QctbAj掘中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 69 页 =375 m3/min掘Q⑤ 按风速进行验算按《矿井安全规程》规定岩巷掘进工作面的风量应满足： （4.23）jjSS240Q9掘煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足： （4.24）jjSS240Q15掘式中 Sj——掘进工作面过风断面，m2煤巷 Sj =12.11 m2，岩巷 Sj =16.37 m29×17.6=158.4≤375 ≤ 240 ×17.6=422415×13.8=207 ≤ 375 ≤ 240×13.8=3312由风速验算可知， =375m3/min 符合风速要求。

掘Q则 ：掘进工作面的需风量均为 375m3/min3)硐室需风量硐室的需风量可以根据经验值取：井下炸药库 Q硐= 80m3/min带区变电所 Q硐=80 m3/min充电硐室 Q硐=100 m3/min(4)其它巷道需风量计算新矿井设计、其它用风巷道所需风量可以采取按采煤、掘进、硐室的总和的 3%～5%进行考虑 =（1649+300×4+80+80×2+100）×5%m3/min 其它Q =159.45 m3/min取 160m3/min其它Q由以上计算结果，按采煤、掘进、硐室等处实际需风量分别计算矿井通风容易时期和困难时期的矿井总需风量，该矿井容易时期和困难时期所中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 70 页 需的总风量相差不多，详见立体图用风地点见图 4—3 和 4—4矿井通风容易时期：( 1649 +375×4 +80 +80×2 +100 +160 )×1.2 总Q =4379 m3/min矿井通风困难时期：( 1649 +375×4 +80 +80×2 +100 +160 )×1.2 总Q =4379 m3/min4.4.34.4.3风量分配风量分配风量分配原则主要是：1) 分配到各用风地点的风量，应不低于本节上面计算出的风量；2) 为维护巷道，防止坑木腐烂，金属生锈，以及行人安全等，所有巷道都应分配一定的风量；3) 风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度，有害气体浓度，风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。

风量分配应按不同时期的矿井总进风量和用风地点，采用由里到外，细致配风矿井通风容易和困难时期的确定见 4.5 节矿井通风阻力说明：由于本矿设计运输大巷单独的进风风流不经工作面，故给该巷分 440 m3/min表 4.16 矿井通风困难时期风量分配表数量单位需风量需风量配风量配风系数用风量用风点个m 3/minm 3/minm 3/min采煤工作面综采工作面11649164920001.24掘进工作面煤掘工作面4375150015001.25充电硐室11001001101.1变电所2801601901.19火药库18080901.1独立通风硐室小计340390中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 71 页 其它用风地点160+4406901.15矿井有效风量4089内部漏风500矿井总进风量4580体积膨胀量(总进风5%)130外部漏风量(总回风5%)140通风风机风量5571表 4.17 矿井通风困难时期风量分配表数量单位需风量需风量配风量配风系数用风量用风点个m 3/minm 3/minm 3/min综采工作面11649164920001.24采煤工作面小计煤掘工作面4375150015001.25掘进工作面小计充电硐室11001001101.1变电所2801601901.19火药库18080901.1独立通风硐室小计340390其它用风地点160+4406901.15矿井有效风量4089内部漏风721矿井总进风量4580体积膨胀量(总进风5%)130外部漏风量(总回风5%)140中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 72 页 通风风机风量5571风速校核风量分配到各用风地点后，验算各过风巷道的风速，防止巷道内风速过大或过小，使之满足对巷道的风速规定。

具体验算见 4.5 节矿井通风阻力4.5 全矿通风阻力的计算4.5.14.5.1矿井通风总阻力计算原则矿井通风总阻力计算原则1) 矿井通风总阻力，不应超过 2940Pa2) 矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按照井巷摩擦阻力的 10％计算，扩建矿井应该按照井巷摩擦阻力的 15％计算4.5.24.5.2通风阻力最大路线通风阻力最大路线首带区首采工作面通风路线最短，通风阻力最小，为矿井通风通风容易时期；边界带区（最后一个工作面通风路线最长，通风阻力最大，为矿井通风困难时期确定矿井通风容易时期的最大阻力路线为：根据通风容易和困难时期的立体图：图 4.3、图 4.5 和网络图：图4.4、4.6，经过综合分析，确定：矿井通风容易时期，最大通风阻力路线为： 0 → 1 → 2 → 3 →4 → 5→6 → 7 → 8 →9→10矿井通风困难时期，最大通风阻力路线为： 0 → 1 → 2 → 3 →4 → 5→6 → 7 → 8 →9→104.5.34.5.3通风阻力计算通风阻力计算井巷通风总阻力是选择矿井主要通风机的重要因素之一所以，在选择矿井主要通风机之前，必须计算井巷通风总阻力。

风量按各用风地点的需要或自然分配后，达到设计产量时，选择通风最容易和最困难时期的通风阻力，计算公式如下： ehSLPHHQ23局（4.25中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 73 页 ）式中式中H——矿井通风总阻力，Pa；——井巷摩擦阻力系数，42msNL——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；S——井巷净断面积，m3/s；Q——井巷通过风量，m/s；H局——局部阻力，Pa；He——自然风压，Pa 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 74 页 图例综采面 图4-3 容易时期的矿井通风立体图 图4-4 容易时期的矿井通风网络图中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 75 页 图例图4-6 困难时期的矿井通风网络图 图4-5 困难时期的矿井通风立体图综采面中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 76 页 表 4-18 矿井容易时期通风阻力计算表序巷道支护α×10-4RfQhfv号名称形式NS2/m4L/mU/mS/m2NS2/m4m3/spam/s1-2副井混凝土0.0369020.4233.180.011676.467.711.32-3井底车场锚喷0.00820014.814.30.008172.943.053.233-4轨道大巷锚喷0.00858014.814.30.023563.494.402.984-5进风行人斜巷锚喷0.0085014.814.30.002061.87.732.595-6分带运输斜巷锚喷0.018160013.3410.640.319036.8431.942.46-7采煤工作面液压支架0.02520513120.038633.443.011.467-8分带运料斜巷锚喷0.0125175012.9410.080.276436.8374.272.498-9运输大巷锚喷0.01238014.414.20.022981.473.529-10风井混凝土0.0031468015.719.620.004476.425.912　合计　　　　　0.7065　1089.46　表 4-19 矿井困难时期通风阻力计算表序巷道支护α×10-4RfQhfv号名称形式NS2/m4L/mU/mS/m2NS2/m4m3/spam/s0-1副井混凝土0.0369020.4233.180.011676.467.70872.31-2井底车场锚喷0.00820014.814.30.008172.943.046715.112-3轨道锚喷0.0024014.814.30.097263.4390.4.43中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 77 页 大巷80603-10进风行人斜巷锚喷0.0085014.814.30.002061.87.73204.32104分带运输斜巷锚喷0.018160013.3410.640.319036.8431.943.464-5采煤工作面液压支架0.02520513120.038633.443.012.785-11分带运料斜巷锚喷0.0125160012.9410.080.252736.8342.203.416 -7运输大巷锚喷0.012215014.414.20.129888.300.567 -8风井混凝土0.0031468015.719.620.00443855176.425.913.89　合计　　　　　0.8633　1360.45　由表 4-18 和表 4-19 计算结果得出，矿井通风容易时期的最大摩擦阻力为 1089.46Pa,困难时期的最大摩擦阻力为 1360.45Pa 。

各用风地点的风量满足用风要求，风速均满足《煤矿安全规程》对风速的要求，见表 4-20验证 2.2 节的各种巷道和井筒的断面选型是合理的表 4-20 井巷合理风速允许风速(m/s)井巷类型最低最高无提升设备的风井和风硐15专为提升物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷8架线电机车巷道1.08运输机巷、带区进、回风巷0.256中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 78 页 采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中的岩巷0.154其它通风行人巷道0.151) 局部阻力计算按《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井井巷的局部阻力计算，新建矿井宜按井巷摩擦阻力的 10%计算 （4.26）%10fhh局式中式中ahahfPP—井巷摩擦阻力，——局部通风阻力，—局容易时期通风总阻力为： %10minfffhhhhh局 （4.27） =1089.46+1089.46×10% =1198.41Pa困难时期通风总阻力为：%10maxfffhhhhh局 =1360.45+1360.45×10% =1496.50Pa4.5.44.5.4矿井总风阻和等积孔的计算矿井总风阻和等积孔的计算1) 通风容易时期矿井总风阻通风容易时期矿井总风阻可按下式计算 （4.28）2minmin/QhR式中：——通风容易时期矿井总风阻，minR82/mNs中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 79 页 ——通风容易时期的矿井总阻力，minhPa——矿井总风量，Qmin/3m则2minmin/QhR=1198.41/76.402=0.20m2矿井等积孔通风容易时期矿井等积孔可按下式计算 （4.29）minmin19. 1hQA式中：minA——通风容易时期矿井等积孔，3m——通风容易时期的矿井总阻力，minhPa——矿井总风量，Qmin/3m则 2minmin64. 241.11984 .7619. 119. 1mhQA2）通风困难时期矿井总风阻通风困难时期矿井总风阻可按下式计算 （4.30）2maxmax/QhR式中：maxR——通风困难时期矿井总风阻，82/mNsmaxh——通风困难时期的矿井总阻力，Pa——矿井总风量，Qmin/3m则中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 80 页 2maxmax/QhR=1496.50/76.42=0.26m2矿井等积孔通风困难时期矿井等积孔可按下式计算 （4.31）maxmax19. 1hQA式中：——通风容易时期矿井等积孔，maxA3m——通风容易时期的矿井总阻力，maxhPa——矿井总风量，Qmin/3m则 2maxmax35. 250.14964 .7619. 119. 1mhQA表 4-21 矿井通风阻力等级分类等积孔 A风阻（Ns2/m8）通风阻力等级通风难易程度小于 1大于 1.416大阻力矿难1～21.416～0.354中阻力矿 中大于 2小于 0.354小阻力矿易对照上表，本矿井在通风容易时期属小阻力矿井，通风容易，后期即通风困难时期也属小阻力矿井，通风难易程度容易4.6 矿井主要通风机选型根据前面计算，用扇风机的个体特性曲线来选择主扇，要先确定通风容易和通风困难两个时期主扇运转时的工况点。

4.6.14.6.1自然风压自然风压自然风压对主要通风机的工作压力有很大影响因此在风机选型计算风机压力时须考虑矿井自然风压中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 81 页 矿井自然风压的大小，最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度自然风压的经验计算公式（“科马洛夫”公式）：1) 当井深小于 100m 时 （4.32）gTTRHPHn210112)当井深大于 100m 时 （4.33）10000H111210gTTRHPHn式中：Hn——自然风压，paH——矿井开采深度，mT1——进风侧平均温度，K；T2——回风侧平均温度，K；R——矿井空气常数，干空气的常数 287J/（kgK） ，水蒸汽气体常数 R=461 J/（kgK） g　——重力加速度，9.8m/s2由于矿井进回风井的风流参数因季节的不同而不同，所以分夏季和冬季两个差别较大的时期，具体见表 4—22 表 4-22 T1、T2 参数表地点季节副井风井夏季（K）301298冬季（K）283298设计矿井开采深度大于 100m 于是夏季的自然风压 Hn1 为中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 82 页 83.42pa100006901298130118 . 96902876 .138 . 974010000H111H210n1gTTRHP冬季的自然风压 Hn2 为443.62pa100006901298128318 . 96902876 .138 . 974310000H111H210n2gTTRHP4.6.24.6.2主要通风机的风压和风量主要通风机的风压和风量通风容易时期为了使所选用的风机在通风容易时期的工作效率不至太低，应考虑矿井自然风压帮助通风机风压的作用，即抽出式风机，在通风容易时期的静风压为： （4.34）2minminnsHhhh风硐式中 ——通风容易时期通风机静压，paminsh——通风容易时期的矿井通风阻力，paminh——通风容易时期帮助风机风压的矿井自然风压，2nHpa（冬季）——表示风硐影响的阻力，取＝110 pa。

风硐h风硐h则Pahs79.86462.4431101198.41min通风困难时期为了使所选用的风机在通风困难时期也能满足要求，需要考虑矿井自然风压反对风机风压的作用，即抽出式风机在通风困难时期的静风压为 （4.35）1maxmaxnsHhhh风硐中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 83 页 式中——通风困难时期通风机静压，pamaxsh——通风困难时期的矿井通风总阻力，pamaxh——通风困难时期阻碍风机风压的矿井自然风压，1nHpa（夏季）——表示风硐影响的阻力，取＝110 pa风硐h风硐h 则 Pahs92.168942.831101496.50min通过以上计算，得出矿井风机通风容易和困难两个时期对应的静风压见表 4—23主要通风机的通过风量fQ因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量必须大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算：fQ （4.36）Q05. 1Qf式中： ——通风机风量，m3/sf——风井总风量，m3/s1.05——抽出式矿井通风外部漏风系数则 通风容易时期：s/m22.804 .7605. 1Q3f通风困难时期：s/m22.804 .7605. 1Q3f矿井主要通风机通过风量见表 4-21。

表 4-23 通风容易、困难时期风压、风量对应表容易时期困难时期风压（Pa）864.791689.92风量(m3/s)80.2280.22设计工况点下的矿井总风阻 （4.37）2/QhR扇总式中：中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 84 页 ——矿井总风阻，总R82/mNs——通风机风压，扇hPa——通风机风量，Qmin/3m则 矿井通风容易时期总风阻为8222min/13. 022.80864.79QmsNhR扇总矿井通风困难时期总风阻为8222max/26. 022.8092.1689QmsNhR扇总4.6.34.6.3主要通风机的选择主要通风机的选择根据以上计算得出的风压和风量数据，选用 2 台 2K56-No24 型轴流式通风机（n=750r/min） ，一台工作，一台备用风机的特性曲线见图 4—71) 主要通风机工况点在风机曲线上，设计的风机风量与风压对应点即为风机设计工况点，而风阻曲线与风机特性曲线上的交点才是实际工况点 （风机叶片调角最小为2.5 度）表 4-24 按风压与风量关系列出了几个对应点。

表 4-24 风阻曲线对应点风量阻力2030405060容易时期52117208325468困难时期104234416650936根据表格数据在风机特性曲线上作出矿井通风困难和容易时期的风阻曲线，在曲线上作图得到风机实际工况点和，见图 4-7，工况点各参数如表 4-25 所示'yM'nM表 4—25 风机工况点型号时期叶片安装角转速 (rpm)风压 (Pa)风量 (m3/s)效率输入功率 kw容易3075086580.220.721202K56-No24困难32.5750169080.220.82245中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 85 页 PstP/KW×9.8Pa2K56No.24 下下下下下下(n=750r/min)q(m3/s)0.600.700.80.85350°45°40°35°30°25°20°50°45°40°35°30°25°20°MnMy'yM'nM32.5°图 4-7 通风机特性曲线4.6.44.6.4配套电动机的选择配套电动机的选择 1) 电动机选择通风机输入功率按容易、困难时期，分别按下式计算通风机所需输入功率 Nmin、Nmax中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 86 页 （4.38）sminfminmin1000hQN＝ （4.39）smaxfmaxmax1000QNh＝式中 Nmin(Nmax)——通风阻力最小（最大）时期通风机的输入功率，KW；Qfmin（Qfmax）——通风阻力最小（最大）时期通风机工作风量，m3/s；hmin（hmax）——风机实际最小（最大）工作风压，pa；ηs——通风机工作效率，%；则通风容易时期通风机的输入功率KW1000.721000864.7922.80Nmin通风容易时期通风机的输入功率KW1660.8210001689.9222.80Nmax＝当时，可选一台电动机，电机功率按下式计算： maxmin6 . 0NN （4.40）treeekNN/max当时，需选两台电动机。

maxmin6 . 0NN电动机功率分别按下式计算： （4.41）treeekNNN/maxmin——电动机效率，=0.9～0.94ee中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 87 页 ——传动效率，直联传动取 1，皮带传动取tr0.95～0.9，连轴器传动取 0.98；Ke——动机容量备用系数，取 1.1～1.2 因, 所以需要选择一台异步电动机，根据公式 4-41 有：　maxmin6 . 0NNKwNe17598. 090. 0/2 . 1166100min因为主要通风机的功率在 500KW 以下，可以选用异步电动机根据以上计算所得的电动机输入，输出功率及通风机所要求的转数 N=750r/min，在〈电工手册〉上可以选出合适的电动机电动机有关技术参数如表 4.26 所示：表 4.26 电动机技术参数额定负载下型号额定功率/Kw定子电流/A转速r/min效率%功率因数重量/kgY4502-1018030.175091.30.7830864.6.54.6.5矿井主要通风设备的要求矿井主要通风设备的要求1) 主要通风机运转平稳、无异声，无喘振现象，能力足够，运转工况的排风量应大于矿井需风量加内部和外部漏风量之和； 2) 必须保证风机连续运转；3）主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。

在建井期间可装着一套通风机和一部备用电动机备用风机或备用电动机和配套通风机，必须在 10min 内开动4) 主要通风机必须保证经常运转；5）装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；6）主要通风机至少每月由矿井机电部门检查 1 次改变通风机的转数的风叶的角度，必须报矿总工程师批准；7）新安装的通风机投入使用前，必须进行一次通风机性能测定和试运转8）有计划停或倒开主要通风机时，必须制定安全技术措施报矿总工程师批准9）主要通风机因故停止运转，通风机司机要立即查明原因，如果可以中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 88 页 应立即启动备用通风机，并向矿调度汇报4.7 矿井反风措施及装置4.7.14.7.1矿井反风的目的意义矿井反风的目的意义矿井生产过程中如果在进风井附近进风巷道中发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸等事故时，为避免 CO、CO2 等进入工作区域，危及井下作业人员及设备安全，要求主要通风机能够使井下风流反向，避免灾害或事故扩大此过程叫反风反风装置就是使矿井风流反向的设施、设备， 《煤矿安全规程》规定：“生产矿井主要通风机必须在 10 分钟内完成反风。

并且达到正常风流的 40% ”4.7.24.7.2矿井反风设施布置、方法及安全可靠性分析矿井反风设施布置、方法及安全可靠性分析目前我国常用的反风方法有两种：一是利用反风道反风；二是利用主要通风机反风设计矿井所选的通风机是双级叶轮轴流式矿井主要通风机叶片型线为机翼扭曲式，安装角度在 20～50 之间无级可调当需要反风时可使通风机直接反转，不需要调节通风机的任何装置为缩短通风机的正反风交替时间，通风机上备有刹车装置通风机与电动机之间调心连轴器通过传动轴直联通风机的直接反转风量达到 60%，部分超过 75%4.8 概算矿井通风费用1）电费（W1）吨煤电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用下式计算： (4.42))(2/ )(8760minmaxwveeekNNE=8760×133/(1.1×0.95×0.95)=1173588.52hkw (4.43))/(8760maxwveeAkNE=8760×20/(1.1×0.95×0.95)=176479.476hkw (4.44)TDEEWA/)(1=(1438307.731＋176479.476×4)×0.8/1200000=1.25式中: ――吨媒电费，元/ ；1Wt――主要通风机年耗电量，；Ehkw――电价，元/；Dhkw中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 89 页 ――矿井年产量， ；Tt――局部通风机和辅助通风机的年耗电量，；AEhkw――通风机的最大功率，；maxeNkw――变压器效率，可取 0.95；v――电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆耗损，w在 0.9～0.95 范围内选取。

吨煤其他通风费用见表 4-27设计矿井的一套机房所有的通风设施造价总机 200 万元回收率 4% ，服务年限为 25 年，年折旧费为 万元则吨煤通风36.1525/%412002设备折旧为：15.36/120=0.128 元/吨根据生产经营指标通风设施年维护费为：8 万元/年 则吨煤通风设备维护为：8/120=0.067 元/吨通风设备折旧和维修费 0.128 元/吨+0.067 元/吨=0.195 元/吨通风器材购置维修费：所有通风器材购置按 30 万计算则吨煤通风材料消耗费为：30/120=0.25 元/吨井巷工程折旧、维修费：风井 380 元/米 回风顺槽 400 元/米专为通风服务的井巷维护费为：万元/吨84.1252500400680380则吨煤井巷维护费为：125.84/120=1.04 元/吨通风人员工资：根据工资制度和人数计算一年工资支出 100 万元 吨煤工资为：100/120=0.83 元/吨表 4-27 通风费用列表费用项通风设备折旧和维修费井巷工程折旧、维修费通风器材购置维修费通风人员工资合计单价（元/t）0.1951.040.250.831.419则吨煤通风成本为：0.195+1.04+0.25+0.83+1.25=3.57 元中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 90 页 4.9 井下防止特殊灾害的安全措施4.9.14.9.1井下防尘井下防尘为了保护工人健康和防止煤尘爆炸事故，保证安全生产，都必须制定防尘、降尘、预防和控制煤尘爆炸范围的措施，加强管理，严格执行。

1）加强通风管理，严格按照《煤矿安全规程》之规定，控制风速，防止煤尘飞扬，井下所有溜煤眼及煤仓必须有一定量的存煤，不得放空2）设计中已考虑完整的洒水防尘系统，在煤流中各转载点、采煤和掘进工作面以及凡能产生粉尘的地方，都进行洒水降尘在敷设管路时，每 100 米留一个三通，以便定期冲洗巷道岩粉在主要进风和回风巷道设置使风流净化的水幕3）对易于积存煤尘的巷道要定期清洗刷浆，浮煤定期清扫运走4）岩石巷道掘进工作面和煤层巷道掘进工作面，在掘进过程中必须间隔一定时间洒水降尘5）由于本矿井主采煤层，有煤尘爆炸危险，因此，相邻的带区、各转载点、装载点、回采工作面、掘进工作面等都比许设置水棚隔开在所有运输及回风道中都必须定期撒布岩粉6）在粉尘浓度和颗粒大小对工人身体健康构成威胁的工作地点，工人必须佩戴防尘口罩4.9.24.9.2 瓦斯预防瓦斯预防本区煤层瓦斯(CH4)含量和成分最高分别为 6.306cm3/g 和 80.10%，二氧化碳(CO2)最高含量为 0.354cm3/g本矿井为低瓦斯矿井，但和邻区相比，本区瓦斯含量相对较高因此，在生产过程中应加强瓦斯管理，以防瓦斯聚集发生瓦斯爆炸事故为杜绝瓦斯事故的发生，必须强化瓦斯管理宣传教育，提高全矿职工对瓦斯管理重要性的认识，牢固树立“瓦斯超限就是事故”的原则，认真贯彻落实“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针，严格执行各项瓦斯管理制度。

认真落实“一通三防”齐抓共管责任制和各级岗位责任制，强化职工业务技术培训认真组织开展“一通三防”三项创优工程活动；继续深入开展“一通三防”四个专项治理会战活动，即：瓦斯综合治理、粉尘综合治理、防灭火和局部通风机停掉电治理，杜绝“一通三防”事故发生在瓦斯灾害的预防工作中，要着重抓好通风、瓦斯管理、杜绝火源三方面工作4.9.34.9.3 火灾预防火灾预防由于本矿井主采煤层有自燃发火倾向，因此，预防煤层自燃发火的工中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 91 页 作必须给予高度重视，制定系统、完整的防火措施针对本矿井的具体情况，在生产中应注意以下及个方面1）改革带区布置随着工作面的推进，及时设置各种通风设施切断进入已报废的区段平巷的风流并做到风路最短，通风设施最少，利用调压控制采空区，以减少自燃发火2）加强对带区自燃发火的监测工作，随时掌握发火倾向动态，发现问题及时处理，对于危险的地点要设置自燃发火遥控仪，进行自动监测3）采用跨上山开采，不留上山保护煤柱，从而减小自燃发火的危险性4）井下设置消防材料库，机电硐室、火药库、检修硐室、胶带运输机机头硐室等备有一定数量的灭火器材，带区变电所及中央变电所应加设防火门。

5）加强井下电器设备和高低压电网的管理和维护，避免发生短路和绝缘破坏漏电而引起火灾事故4.9.44.9.4 水灾预防水灾预防开采3上煤的直接充水含水层为3上煤层顶、底板砂岩，富水性弱，局部块段开采3上煤时，冒裂带高度可达到上侏罗统下部砂砾岩含水层，其富水性弱精查地质报告预计本矿井开采3上煤层时矿井涌水量为140m3/h，三灰正常涌水量为40m3/h考虑矿井防火灌浆及消防洒水用水，确定矿井正常涌水量按200 m3/h考虑1、在矿井建设和生产过程中自始至终都要认真做好水文地质工作，切实掌握水文情况，保证矿井安全施工和生产2、为了防止钻孔沟通侏罗系和第四系含水层，带区准备施工前，应严格检查封孔质量，不合乎要求的必须重新启封3、在落差较大的断层两侧必须留有足够的防水煤柱当掘进工作面接近断层时，必须打超前钻孔探水4、从建井阶段到生产初期还没有充分掌握水文情况并建立相应可靠的排水设施之前，应尽量避免穿过深部石灰岩和断层，以保证矿井安全5、为了防止侏罗系底部含水层溃入井下，在开采露头附近煤层时，要对上覆岩层含水层、隔水层进行研究，不要盲目地提高开采上限，确保裂隙带的高度不使侏罗系底部水溃入井下。

开采下组煤时，应进一步搞清奥灰的水文情况及其对开采的影响，并制定包括设置防水闸门硐室和排水能力在内的专门防水措施中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 92 页 4.9.54.9.5井下防爆及隔爆井下防爆及隔爆1、井下防爆煤尘爆炸须同时具备：①煤尘本身具有爆炸性；②煤尘必须悬浮与空气中并达到一定浓度；③有一个引燃煤尘爆炸的热源防止煤尘爆炸就是要破坏以上三个条件使之不能同时发生，关键在于消灭高浓度浮尘前面所做的综合防尘设计除创造良好的环境外，与防止煤尘爆炸也息息相关总之，防止煤尘爆炸的措施主要从以下三个方面来制定：1）防止悬浮煤尘爆炸；2）防止积尘再次飞扬参与爆炸；3）防止产生引爆火源2、巷道隔爆《规程》规定，开采有煤尘爆炸危险的矿井，隔爆煤尘爆炸传播可用水棚，岩粉棚，撒布岩粉，喷雾洒水等措施1）撒布岩粉矿井下列地区应撒布岩粉：①采掘工作面所有的运输巷道和回风巷道中；②煤尘经常聚集的地方；③有煤尘爆炸危险的巷道2）喷雾洒水喷雾洒水作为隔爆措施时，应遵守如下规定：①喷雾洒水巷道的总长度不得小于 200m②在喷雾洒水的巷道内，必须随时保证煤尘中水分大于 33%(水分大于12%时，可防止煤尘爆炸)。

3）隔爆棚：即岩粉朋和水棚按隔爆的保护范围分为主要隔爆棚和辅助隔爆棚1）主要隔爆棚设置地点：①矿井与井筒相连的主要运输大巷和回风大巷②相邻带区之间的集中运输巷道和回风巷道③相邻煤层之间的运输石门和回风石门1） 辅助隔爆棚设置地点：①带区工作面进风、回风巷道②带区内煤巷掘进头③采用独立通风，并有爆炸危险的其他巷道4.9.64.9.6 避灾线路避灾线路1、综采工作面避灾路线1） 、综采工作面发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸事故的避灾路线工作面→运输顺槽→带区集中运料平巷→带区车场→轨道大巷→井底车场→副井→地面中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 93 页 2） 、综采工作面发生水灾事故的避灾路线工作面→运输顺槽→回风大巷→总回风石门→风井→地面2、掘进工作面避灾路线1） 、掘进工作面发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸事故的避灾路线掘进工作面→带区集中运料平巷→轨道大巷→井底车场→副井→地面2） 、掘进工作面发生水灾事故的避灾路线掘进工作面→带区集中运输平巷→带区回风斜巷→回风大巷→总回风石门→风井→地面3、矿井反风时避灾路线当主、副井或井底车场附近发生火灾进行全矿反风时井下带区人员的撤离路线（如果火灾发生在带区内，需要局部反风或短路反风时，可以通过建立风桥及增加其他通风设施来实现，因本设计安全部分重点在防尘，在这里对其不考虑）：工作面→运输顺槽→带区回风斜巷→运输大巷→总回风石门→风井→地面。

中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 94 页 5 安全技术措施5.1 粉尘（岩尘、煤尘）灾害的类型及危害原煤挥发分含量大于 10%的煤尘具有爆炸性煤矿在采掘、运输等过程中，会产生大量的粉尘（岩尘、煤尘），如果不采取有效的综合防尘措施，就可能引发粉尘灾害粉尘灾害是矿井五大灾害之一，其灾害类型主要有煤尘爆炸、作业人员的煤(矽)肺病和工作场所的污染5.1.15.1.1煤尘爆炸性煤尘爆炸性该矿目前所开采的 3 煤层，根据煤科院重庆分院鉴定结果，煤尘爆炸指数为 39.89～40.42%，均具有强烈爆炸危险所以，在采掘生产的过程中有发生煤尘爆炸的可能，是矿井的重大危险源委托鉴定单位分别是煤炭科学研究总院重庆分院和新汶矿业集团安全仪表计量检验站表 5.1 煤尘爆炸指数与爆炸强弱关系表爆炸指数＜10%10-15%15-28%＞28%爆炸性一般不爆较弱较强强烈根据《关于开展重大危险源监督管理工作的指导意见》（安监管协调字[2004]56 号）第（3）项规定和煤尘爆炸性鉴定结果，古城煤矿有煤尘爆炸危险已构成井工开采的重大危险源该矿 3 煤层属于有强烈爆炸危险煤层。

当粒径小于 1mm 具有爆炸性的煤尘悬浮于空气中，且浓度在45～2000g/m3之间，氧气浓度大于 12%，遇到火焰（最低点火温度600oC～1050oC）就会发生爆炸空气中的煤尘含量 300～400 g/m3时爆炸力最强煤尘爆炸会产生高温火焰（温度可达 25000C）和爆炸冲击波（最高达2Mpa），并生成大量的 CO 和其它有毒气体使人中毒死亡爆炸冲击波可造成人员创伤、死亡，造成设备毁坏、顶板冒落、通风系统紊乱煤尘爆炸中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 95 页 使氧气浓度降低，造成人员窒息；爆炸可使沉积煤尘扬起参与爆炸，从而引起二次、三次煤尘爆炸，甚至连续爆炸，可造成全矿井毁坏表 5-2 　　　　　　3 煤层的煤尘爆炸鉴定表煤层火焰长度(mm)岩粉量(％)爆炸指数（%）结论3>400>9040.42有爆炸性3>400>9039.89有爆炸性5.1.25.1.2呼吸性粉尘（煤尘、岩尘）呼吸性粉尘（煤尘、岩尘）煤矿生产过程中(如掘进、采煤、放炮、运输和破碎等)会产生大量的煤尘或岩尘粉尘危害性大小与粉尘的分散度、游离二氧化硅含量、粉尘物质组成及粉尘浓度有关,一般随着游离二氧化硅和有害物质含量的增加而增大。

5μm 以下的呼吸性粉尘对人的危害最大呼吸性粉尘可以进入人的肺泡，使肺组织发生病理学改变,长期吸入粉尘后,严重损害身体健康由煤尘引起的称尘肺病，由岩尘引起的称矽肺病从该矿的粉尘分散度检测报告看，各地点的粉尘中 5μm 以下的粉尘达到 65%左右，为此，要切实加强对呼吸性粉尘的监测，认真落实好个体防护措施游离二氧化硅含量煤层顶底版以砂岩、泥岩为主，其矿尘中二氧化硅含量在 33～76%之间粉尘（煤尘、岩尘）职业危害掘进与回采过程是矿井的主要尘源影响产尘因素为：采掘机械化程度，地质构造及赋存状态，采煤方法及作业环境的通风状况矿尘主要危害引起尘肺和煤尘爆炸5.1.35.1.3导致粉尘灾害的主要原因导致粉尘灾害的主要原因1、无防尘措施或措施不落实，采掘面和其它巷道风速过大，未采取湿式打眼中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 96 页 2、采、掘工作面无喷雾洒水装置，扒装不洒水，放炮不喷雾；综采工作面架间喷雾效果不好，支架上的积尘冲刷不及时；沉积在巷道四周煤尘不定期清理；转载点无喷雾降尘装置或不起作用3、放炮未充填炮泥或封炮泥长度不够数，违章放炮，未使用煤矿安全炸药或煤矿许用的电毫秒雷管；进、回风巷无喷雾降尘设施。

4、电气火花、明火引爆煤尘违章放炮、电器设备失爆，漏电保护、接地保护、过流保护失效；静电火花，机械摩擦火花，冲击产生火花；瓦斯爆炸引起煤尘爆炸5、个人防护措施不到位，作业人员未戴防尘面罩或防尘口罩，不按规定监测粉尘浓度等5.1.45.1.4易发生易发生粉尘粉尘事故的场所事故的场所在煤矿生产过程中，可能发生煤尘灾害的场所主要有：采掘进工作面、回风巷道、有沉积煤尘的巷道、运煤转载点、装卸载点、煤仓、溜煤眼等粉尘危害的危险性分析在采掘作业中，防治煤尘的根本措施是综合防治，若矿井综合降尘措施不完善，井巷中粉尘浓度将会大大超标在主要产尘点如遇火源，将产生煤尘爆炸，特别是在有瓦斯煤尘共存的条件下，瓦斯爆炸下限浓度降低，易发生瓦斯爆炸，进而引发煤尘爆炸，这将会带来灾难性的后果该矿开采的煤层煤尘均具有强烈爆炸性矿井尽管建有完善的防尘管路系统，制定了综合防尘制度，但该矿有三个综采工作面，煤尘产生量较大，如果不加强防尘管理、防尘设施不坚持使用，综合防尘责任不落实，也有可能发生煤尘爆炸事故从该矿的粉尘分散度检测报告看，各地点的粉尘中 5μm以下的粉尘达到 65%左右，如果防护措施不完善，尘、肺等职业病发病率会增高，直接威胁职工的生命安全。

中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 97 页 5.2 煤尘爆炸防治系统评价5.2.15.2.1、系统概况、系统概况1、该矿制定了综合防尘措施，矿井建立了井上下防尘消防洒水管路系统，在地面建立容量为 250m3的蓄水池，同时在井下－690 水平建 220m3的蓄水池做为矿井防尘水源，水质符合要求防尘管路系统：地面水池→副井（φ100mm）→－690 水平大巷（φ100mm），→各采掘工作面(φ50、40mm)运输巷道每隔 100m 设一个三通阀门，皮带巷每隔 50m 设一个三通阀门矿井水平运输大巷、带区进风巷安设了红外线自动喷雾装置 18 套采掘工作面、带区皮带机头全部安设了电磁阀自动喷雾装置井下煤仓、漏煤眼、翻煤笼、其它转载点和带区回风巷均安设了净化水幕、喷头，净化风流各掘进工作面、采煤工作面上下巷、转载点及产尘较大地点均安设了净化水幕、喷头，锚喷巷道、综掘巷道安设除尘风机各类防尘设施齐全，灵敏可靠，使用正常 采掘工作面均采用湿式打眼、装药使用水炮泥、放炮喷雾、洒水、个体防护等措施同时主要进回风巷和各掘进工作面按规定设置了规格为80L～40 L 的隔爆水棚 47 组，预防和隔绝煤尘爆炸。

掘进工作面安装放炮喷据统计全矿井共设凈化喷雾帘 55 道、放炮自动喷雾 13 道、转载点喷雾 49 道，防尘设施基本齐全同时矿井制定了洒水清尘制度，定期对井下各类巷道进行洒水清尘，消灭煤尘堆积5.2.25.2.2评价过程评价过程听取矿方有关本系统的情况介绍按评价大纲要求该矿提供相关图纸、资料对照《安全检查表》内容与矿方逐条落实，并对印证材料的真实性和可靠性加以核实，记录存在的问题，由此对《安全检查表》涉及的内容作出初步判断在对检查表作出初步判断的基础上，对该矿进行安全现状情况进行实中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 98 页 地调查5.2.35.2.3现场存在问题现场存在问题1、矿井没有进行呼吸性粉尘监测2、掘进工作面放炮远程喷雾固定不好，1311 综采工作面个别架间喷雾不喷3、轨道掘进工作面、1311 综采工作面大多数作业工人没有佩戴防尘口罩，个体防护措施落实不好5.2.45.2.4安全分析安全分析该矿存煤尘危害和煤尘爆炸的可能性但可以通过采取安全管理措施和安全技术措施减少其发生的概率，预防瓦斯、煤尘爆炸1、在以下地点可能发生煤尘超标而引发事故：残采工作面、串采工作面、煤和半煤岩巷掘进迎头、综采工作面放顶煤处、煤炭运输各转载点、进回风溜煤眼以及其它积尘等地点。

据以上分析煤尘爆炸的危险性是客观存在的，该矿煤层埋藏较深，地质构造复杂，断层多，当采掘作业接近或揭露富含瓦斯的断层时，瓦斯（二氧化碳）会突然涌出进入工作面，必须引起高度重视瓦斯、煤尘爆炸危害极为严重，必须强化安全管理，采取周密的安全技术措施，瓦斯、煤尘爆炸事故是可以避免的矿井制订瓦斯检查制度、瓦斯检查员持证上岗和巡回检查请示报告以及“一炮三检”；瓦斯检查员实行井下定点交接班，同时制订瓦斯班报、日报日报审查等制度，每月根据生产安排由总工程师负责制定瓦斯检查设点计划；局部通风机装有风电闭锁装置；定期对便携式瓦斯报警仪、瓦斯传感器、瓦斯检定器等安全监测监控设备进行调试、校正，确保仪器精确，使用正常在防尘方面，健全并完善防尘管路系统，采用综合防尘措施，湿式打眼、爆破喷雾、放炮前后洒水，巷道定期冲刷，净化风流等降低井下粉尘中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 99 页 浓度，杜绝积聚，确保安全生产5.2.55.2.5安全评价安全评价该矿瓦斯检查和管理制度健全；巷道贯通制定通风系统调整措施等，各采掘工作面坚持“一炮三检”制度，在现场调查中没有发现瓦斯超限、空班漏检、瓦斯异常涌出的现象。

采取静压供水，水压适宜，水质符合工业用水卫生标准；井下防尘管路（设施）系统健全，按规定设置了三通阀门按规定进行了粉尘浓度测定和游离二氧化硅、粉尘分散度的化验5.2.65.2.6评价结果评价结果该矿瓦斯、煤尘防治安全技术措施较得力，管理制度较健全；检测、监控系统完善，安全检测仪器、仪表配备齐全并有效，使用正常，符合《煤矿安全规程规定》，满足安全生产的需求本矿目前开采的 3 煤的煤尘具有强烈爆炸危险性，已构成重大危险源，应按重大危险源管理规定进行申报和设防5.3 防治煤尘措施5.3.15.3.1防治煤尘措施防治煤尘措施（1）、矿井有完善的防尘洒水管路系统，防尘水源、水压符合规定要求有完善的喷雾装置及净化水幕，且灵敏可靠，使用正常矿井建立了完善的综合防尘供水系统，地面设有容量为 200m3 的静压水池井下主要进、回风巷、带区回风巷、皮带运输巷、回采面两顺槽、掘进工作面等地点都安装了防尘管路，并制定了《2004 年综合防尘措施》 按照《煤矿安全规程》以及《“一通三防”实施细则》 、 《安全程度评价办法》要求，制定了《综合防尘管理制度》和《综合防尘措施》 ，完善了锚喷掘进巷道除尘风机安装、管理，掘进工作面高压远程喷雾等措施，收到了良好的降尘效果。

针对煤尘爆炸指数较高的问题，我们主要采取了净化风流、转载点喷雾、放炮喷雾、湿式打眼、水炮泥、综采面架间喷雾和放顶煤喷雾、定期冲刷工作面和进回风巷道、个体防护、定期检测等综合防尘措施，有效的降低了粉尘浓度，防止了煤尘堆积现象，杜绝了煤尘事故带区清淤、洒水中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 100 页 1、水源选择水源选择地面机井水作为水源，经水质化验能满足井下消防洒水要求2、供水方式井下消防供水方式采用静压供水，矿地面建有永久性消防洒水池，容量为 250 m3副井及-690 大巷安装￠108mm 洒水管路，工作压力及供水量均满足要求3、带区消防洒水系统带区有完善的洒水管网，由地面水池静压供水，主要进、回风巷及采面两顺槽均布设￠50mm 管路，每隔 50 米设三通，满足消防洒水要求 （2） 、开采有煤尘爆炸危险的煤层以及高瓦斯矿井的煤巷掘进工作面，按规定安设使用隔防爆设施年初我们制定了预防和隔绝煤尘爆炸的措施，按照措施矿井两翼与井筒相连通的主要运输大巷和回风巷、采煤工作面进风巷和回风巷、带区内煤层掘进巷道、与煤仓相连通的巷道都按规定安装了隔爆设施，并制定了隔爆设施检查制度，定期进行了检查维护。

防爆措施防止瓦斯、煤尘爆炸措施，井巷积聚的煤尘用水冲刷，减少产尘点煤尘及浮游煤尘，杜绝火源等撒布岩粉因带区设置水幕、喷雾、洒水、隔爆等综合措施，故不在考虑撒布岩粉措施隔爆措施主要是设置隔爆水棚带区主要设置辅助隔爆水棚，即水袋棚其棚区长度不得少于 20 米，水量不小于 200 升/平方米，棚间距为 1.2～1.5 米，吊挂式布置，安装严格执行隔爆水棚安装质量标准 （3） 、定期冲刷巷道，不得有煤尘堆积按规定进行粉尘浓度测定制定了巷道冲刷制度，按规定进行了巷道冲刷及粉尘浓度测定，并记录存档，杜绝了煤尘堆积现象4）、放炮掘进工作面必须实行湿式钻眼、冲洗巷帮、水炮泥、净化风流等综合防尘措施，并使用爆破远程喷雾装置炮采工作面应采取湿式打眼、水炮泥、爆破前、后冲洗煤壁、爆破高压喷雾等综合防尘措施中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 101 页 根据《规程》规定，炮掘进工作面实行了湿式打眼、冲洗巷帮、水炮泥、净化风流等综合防尘措施，并使用了爆破远程喷雾装置，共安设爆破远程喷雾装置 9 台，每天均按规定进行了检查维护，保证了正常使用 （5） 、采煤机、掘进机必须有可靠的喷雾装置，工作时必须喷雾。

液压支架必须安设喷雾系统，放顶煤开采时，放煤口必须安设喷雾装置，降柱移架放煤时必须喷雾 采煤机、掘进机都按规定安设了可靠的喷雾装置，采煤工作面液压支架架间安设了架间喷雾，架尾安设了防顶煤喷雾，割煤、移架时做到了正常使用 （ 6） 、锚喷巷道需采取潮料喷浆，安设除尘风机或水射流除尘风机所有锚喷巷道都采取了潮料喷浆，并安设了水射流除尘风机除尘风机的使用1）锚喷掘进巷道必须安设水射流除尘风机(潮湿喷浆除外)2）除尘风机只在巷道喷浆时使用3）除尘风机吸风口到喷浆机的距离为 3～5m4）除尘风机随着喷浆机前移而向前移动，此项工作由掘进施工单位负责5）除尘风机不能有积尘，每次喷浆完毕后要进行冲刷6）喷浆机前，必须先打开除尘风机的水截门供水7）除尘风机离地高度不小于 0.3m8）除尘风机的安装由通防工区负责工作面煤层注水施工安全技术措施一、概述综采工作面所采煤层为三煤，煤层平均厚度 5m，工作面煤层倾角12～26°，工作面长 205m煤层类型为半暗型煤，条带壮结构，为低灰、低磷、低砷、特低硫，高发热量，中等易洗选、优等回收率的二号气煤，既可做炼焦配煤，又可做为各种动力及民用燃料煤该煤层易自然发火，自然发火期为 3～6 个月，无煤和瓦斯突出现象。

本工作面所采三煤为低瓦斯、低二氧化碳等级，三煤挥发份较高，具有爆炸性，煤尘爆炸指数为 40.42%中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 102 页 根据《规程》第 154 条规定:采煤工作面应采取煤层注水、使用水炮泥、喷雾、或其它降尘方式根据重庆煤研所化验结果，该采面煤的孔隙率为13.19%，大于 4%，需实施煤层注水而煤层注水是井下防尘的最有效方法，同时，煤层注水还能抑制瓦斯的涌出，降低采煤工作面的温度，防止煤层自然发火，能降低煤的硬度，提高割煤进度及顶煤回收率二、煤层注水方案煤层注水是在采掘之前，利用钻孔向煤层注入压力水，使其沿着煤层的节理层理和裂隙向四周扩散，然后渗入到煤的孔隙中去，增加煤的水份，使煤体得到预先湿润，以减少回采时浮游煤尘的产生量在 1311 轨道、皮带两顺槽打钻注水，钻孔间距 20m三、煤层注水工艺及参数1、钻孔直径采用 ZQS-65/2.5 手持式气动钻机打钻孔，其功率为 2.5KW，MZF-65-5封孔器封孔，麻花钻杆直径为∮69mm，钻头直径为∮72mm，故取钻孔直径为∮72mm2、钻孔长度影响钻孔长度的因素有：煤层的透水性、工作面长度、注水时间和注水压力、钻机情况以及煤层倾角、厚度、构造等。

计算公式为：L=（L工-N）/2 = （205-40）/2= 82.5m式中：L-------钻孔长度，m L工-------工作面长度，205m N---------与煤层透水性和钻孔方向有关的系数钻孔长度比工作面短 20m～40m，取 20m，故钻孔长度为 82.5 m3、钻孔间距中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 103 页 钻孔间距取 2m在轨道、皮带顺槽布置钻孔，第一组钻孔在切眼以上2m 处4、钻孔角度工作面钻孔布置平剖面图（如图 5.1 5.2 所示）1311 轨道、皮带顺槽打眼时，钻孔距离巷道底板 1m，每一个钻孔的位置、倾角，需严格按照注水钻孔布置图给定的数据进行打钻施工5、封孔深度封孔深度必须保证：（1）注水时不从孔口及其附近煤壁返水泄水渗水；（2）在湿润半径未达到设计要求前不发生泄水、渗水现象使用膨胀式封孔器，封孔深度 5m，当注入压力水后，封孔器自动膨胀充满钻孔，停止注水后，封孔器自动卸压考虑到压力水从锚杆、煤壁泄出，封孔器深度取 5m6、封孔方式MZF-65-5 封孔器封孔7、注水参数及注水系统（1）注水系统管路地面水塔→-690m 大巷→-690 静压水池→1311 采煤工作面注水点。

主管路直径为∮108mm，顺槽管路直径为∮75mm2）注水压力动压注水压力为 10MPa3）注水量1）钻孔注水量Qd=k1LzLjhmqi = 1.2×83×20×5×0.02=249m3式中：Qd-------每孔注水量，m3；中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 104 页 k1---------漏水系数，取 k1=1.2；Lz---------钻孔长度，83m；Lj---------钻孔间距，20m； hm ----------开采厚度， 5m；qi------------每立方米煤体的注水量，取 qi=0.02m3/T2）、日注水量Q日=GQ =4000×0.02 =80 m3式中：Q日------工作面日注水量，m3 G ------ 工作面日产量，t Q -----吨煤注水量，m33）湿润半径：根据注水情况看，湿润半径为 8～12 米4）注水时间取 6-8 天/孔，降尘效果最佳5）注水结束标准注水时间：当注水压力达到 10MPa 时 ，每孔应持续注水 2 小时，间隔30 分钟后再循环进行注水，当顺槽或工作面煤壁出现均匀的“出汗”渗水时，作为煤体以全面湿润的标志，并以此作为控制注水时间的依据，该孔停止注水。

四、主要设备工具配备情况1、ZQS-65/2.5 型手持式气动钻机一台；2、KPB250/10 高压注水泵一台（额定压力 10MPa）；3、直径∮69mm 麻花钻杆 100m；4、直径∮25mm 压力 40MPa 高压胶管 2000m；5、DC—4.5/20 煤层注水水表六块；6、30MPa 压力表一块五、安全技术措施中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 105 页 1、打钻工、煤层注水工上岗前都必须经过技术培训，考试合格后，方可上岗2、运送设备时，严格遵守运输规定，使用绞车运输时，必须有合格证的绞车司机操作，严禁无证操作3、安装风钻、注水泵和接水管前，首先检查安装地点的安全情况，应在隐患处理好后再进行4、打钻前应检查钻机进风的管接头是否紧固好，进气手把开关是否灵活好用，否则严禁使用5、在工作时严禁手触钻杆严禁将带钻杆的钻机随地乱放，以免误开机伤人严禁钻机在气压≥0.63MPa 时，长时间高速空载运行6、打钻前要做到“三紧”、‘两不要“，即：袖口、领口、衣角紧，不要戴布、线手套，不要把围巾漏在外面佩戴防尘口罩7、有下列情况之一时，应立即停止打钻，经查明原因处理好后，方可继续打钻：1）出现卡住钻杆时；2）风钻声音突然不正常时；3）风钻钻杆严重震动时；8、连接钻杆时应牢固，防止钻杆脱节。

9、必须按照注水设计施工，不得擅自改变10、供水系统必须有过滤装置，保证水的清洁供水管路根据需要，应每隔 50m 设一个三通阀门，以便敷设分管路，管路敷设必须吊挂平直11、注水期间，必须有专人进行巡视，包括工作面上下顺槽，防止在煤体湿润半径未达到设计要求前局部发生渗水、泄水现象，以及发现煤体全面湿润时出现“出汗”渗水现象时及时停止注水注水结束后，用 1：1水泥沙浆封孔口，长度不少于 2m12、开始打钻，到封孔、注水以及每班的注水量、注水时间直至出现中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 106 页 煤体全面湿润征兆等整个过程，必须全面做好记录13、做好压力表、水表等各种仪表的检查和维护工作，发现仪表有计数异常时，必须及时查明原因并上报工区14、严格控制钻孔倾角，偏差不得超过±1° ，随时探测煤层厚度，严禁钻孔底进入顶板15、所有参加现场施工的人员，必须掌握有关灾害预防常识及其避灾路线16、所有参加现场施工的人员，必须认真学习本措施并签字 1.2m1.2m（单位：m）钻孔1311工作面下段煤层注水剖面图 1311皮带顺槽1311轨道顺槽2m83m83m2m40m图 5.1 1311 工作面煤层注水剖面图 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 107 页 轨道顺槽皮带顺槽皮带顺槽轨道顺槽图三 综放工作面两顺槽煤层注水管路布置示意图注水孔注水泵注水孔图 5.2 1311 工作面煤层注水管路钻孔布置图图 5.3 1311 煤层注水封口示意图8、搞好个体防护，佩戴防尘口罩等。

中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 108 页 9．工作面的风速要符合 《规程》的规定，防止煤尘飞扬，煤仓内要保留一定量的存煤，不得放空、防止风流短路二、防尘管理1、湿式打眼，打眼工佩戴防尘口罩，防尘口罩内过滤纸每班更换一次2、使用水炮泥定炮，装炮前对迎头 20 米范围内的巷道进行洒水灭尘3、耙装机卸料槽上方安装水幕，实现耙装喷雾；耙装前对岩堆洒水4、距工作面 50m 范围内设一道能封闭全断面的水幕，放炮员在联炮后向外敷设母线时开启喷雾，放炮后并等炮烟散净关闭喷雾5、迎头安装远程爆破喷雾，爆破时降尘（装药前在安监员监督下试验一次，确认无问题后方可装药）6、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象7、掘进工作面的防尘供水管路必须接至迎头，且每隔 50m 设一三通，每隔 100m 设一截门，以便及时降尘8、风水管路上不得有厚度超过 2mm，长度超过 5m 的积尘9、每次喷完砼后，必须将风筒、电缆、管路及各种设备上的喷浆回弹清理干净10、防尘管路不得有跑、冒、滴、漏现象，严格按规定吊挂平直11、搞好个体防护，佩戴防尘口罩等5.3.25.3.2煤尘事故的预防煤尘事故的预防（1）按 《规程 》规定搞好矿井的综合防尘工作，根据矿井实际情况，应将综合防尘工作放在重要的位置来抓。

炮掘进工作面必须实现湿式打眼、水炮泥、扒装洒水、放炮喷雾、冲刷巷帮、风流净化、转载点喷雾、放炮前后洒水、耙装机自动喷雾等降尘措施，锚喷掘进巷道要按规定安设除尘风机，杜绝积尘现象综掘工作面的综掘机内外喷雾要保持完好，供水压力符合要求并安设除尘风机2）各产尘点、转载点、进回风巷道均按要求安设降尘洒水设施3）各掘进工作面离迎头50 米范围内必须安设净化水幕，采煤工作面的进、回风顺槽，总进、总回风道等都要安设净化水幕，使其灵敏可靠，雾化良好，覆盖巷道全断面，并做到放炮前后、喷浆过程中、扒碴出煤过程中敞开水幕正常使用4）轻放面要配齐架间喷雾、架后喷雾、放顶煤喷雾等，使用好中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 109 页 煤机内外喷雾；综放面必须配齐二次负压降尘装置、架间喷雾、架后喷雾、移架喷雾、随机喷雾、水电喷雾，并保持正常使用，同时使用好煤机内外喷雾各回采工作面供水管路上要安设水质过滤器，确保水质、供水压力符合要求5）在采煤工作面的进、 回风顺槽内按标准要求安设隔爆水棚，水棚距离工作面在60～200 米范围内，水量必须符合要求，以提高矿井的抗灾能力。

6）全煤、半煤岩掘进工作面以及有煤尘爆炸危险的全岩掘进巷道都必须按规定安设隔爆设施，并随着掘进工作面的不断推进，及时向前挪移，保证距离工作面在60～200 米范围内7）每周对井下所有隔爆设施检查一遍，发现水量不足或损坏现象等问题时要立即整改，并做好记录8）每半月对井上下各产尘点进行全尘粉尘浓度的测定，每月对井上下各产尘点进行呼吸性粉尘浓度的测定，每半年进行一次工班个体呼吸性粉尘浓度测定，及时掌握粉尘变化情况，并根据测定结果，采取有效的防尘措施9）每半年进行一次粉尘游离二氧化硅含量测定和粉尘分散度分析，变更回采面时也要及时进行测定和分析每半年对粉尘采样器进行鉴定一次，保证仪器的正常使用10）推广使用自动喷雾，并经常检查，保证正常使用5.3.35.3.3煤尘事故的处理煤尘事故的处理一）汇报程序当井下地点发生煤尘爆炸事故时，当班现场工区管理人员或班组长应立即停止作业，迅速撤出人员，同时汇报调度室调度室值班人员立即通知其它采掘工作面的人员撤离，并汇报值班矿领导，紧急通知各抢险突击队员，成立救灾抢险指挥部二）救灾步骤：1、救灾指挥部在组织指挥抢险救灾时，应首先采取有效措施抢救遇险遇难人员，防止事故的进一步扩大。

2、立即通知受灾害威胁区域人员撤离、升井避险3、立即下达停止向事故区域送电命令4、采取措施，确保压风管路正常工作5、迅速分析灾情，慎重研究、决定是否采取反风措施6、派出救灾抢险队（救护队员担任），对受围困人员实施抢救中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 110 页 7、当井下发生煤尘事故时，发现者应立即向调度室汇报灾区人员要立即采取自救和互救措施，位于灾区或受灾害威胁区域人员在管理人员、班组长或有经验的老职工带领下尽量取安全捷径迅速进入新鲜风流区域，逆风流方向撤离避险，撤离避险时至少两人以上编组同行，撤离过程中，要紧张有序，互帮互助，严禁盲目乱窜乱跑8、当调度值班人员得到井下发生煤尘事故时，应立即汇报值班矿长、各施工单位负责人、通风部门，同时果断地安排井下灾区所能涉及到的人员撤离险区并及时向局调度室汇报，请求救护队援助9、矿长和总工程师接到事故通知后，按煤尘事故处理措施组织有关人员进行紧急处理，防止爆炸事故扩大三）避灾措施：1、煤尘爆炸事故发生后，灾区人员要立即采取自救和互救措施，位于灾区或受灾害威胁区域人员在管理人员、班组长或有经验的老职工带领下尽量取安全捷径迅速进入新鲜风流区域，逆风流方向撤离避险，撤离避险时至少两人以上编组同行，撤离过程中，要紧张有序，互帮互助，严禁盲目乱窜乱跑。

2、穿越烟雾或有害气体区域时，必须佩带好自救器3、暂时无法脱离险区时，要尽量选择有压风管路的独头巷道、峒室进行避险，并可采取如下自救措施等待救援1)佩带好自救器，敞开压风管，利用风筒等就近材料设立临时风障，尽量隔断与外部的风流联系2)在躲避点以外悬挂矿灯、工具或定时用木棒等敲打压风管、风障等发出呼救信号3)人员应沉着、冷静、尽量减少动作保持体力等待援救4、当发生煤尘爆炸事故，来不及撤离或躲避时，受威胁区域内人员要判明冲击波来源方向，迅速背对冲击波来源方向脸朝下扑倒在水沟里，用湿毛巾堵住口、鼻，以防止火焰或高浓度有害气体的伤害，等冲击波过后，要迅速带好自救器或用湿毛巾捂住口、鼻迎着风流方向撤离到安全区域四）防止事故扩大措施：1、当井下某地点发生煤尘爆炸由总指挥部下达灾区及受到波及区域人员撤离命令，最大限度地减少人员伤亡2、发生煤尘爆炸时，现场各类人员必须及时撤离，撤退时必须佩带好自救器3、处理煤尘事故时，若发现再有爆炸危险时，要抓紧备料进行封闭，中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 111 页 建立防爆墙，并及时将人员撤离至安全区域4、采取有效措施防止煤尘二次爆炸的发生。

5、当井下遇有煤尘爆炸通风系统遭到破坏时，应立即组织人员尽快恢复通风系统同时利用风水管向灾区人员送风如通风系统不能及时恢复要派救护队员进入灾区抢救灾区人员6、为防止煤尘爆炸事故的蔓延，除恢复通风系统，切断事故区的电源外，还要有计划地排放发生事故时积聚的有毒、有害气体7、抢救由煤尘爆炸事故的遇险遇难人员时，必须在救灾指挥部的统一指挥下，以救护队为主进行抢救五）处理重大灾害事故的组织措施1、为了有秩序地迅速抢救遇险人员，处理煤尘事故，尽快地恢复生产，特成立应急救援部1）指挥部设在调度室应急救援指挥部成员：总 指 挥 副总指挥 成员（2）基地指挥部设在救灾现场基地总指挥 副指挥成 员（3）抢险突击队：队长 成员（4）医疗组：组长 成员（5）通讯组：组长 成员（6）物资供应组：组长 成员（7）后勤保障组：组长 成员（8）对外联系组：组长 成员（9）公安保卫组：组长 成员（10）资料组：组 长 副组长成员（11）发生事故后必须立即召集的人员和名单，见附表2、处理事故过程中，各有关人员的职责：（1）总指挥：是处理灾害事故的全权指挥者在矿总工程师、矿务局局长、矿务局总工程师和矿山救护队长的协助下，制定营救遇险人员和处理事故的作战计划。

2）总工程师：是处理灾害事故的第一助手在矿长的领导下组织制订营救遇险人员和处理事故的作战计划3）矿务局总工程师：在不妨碍矿长有效工作的原则下，参加抢救事故的指挥工作，并根据需要代表矿务局局长采取措施从矿务局所属各单位调度人员、设备和器材4）安监处长：根据营救遇险人员的处理事故作战计划，负责组织为处理事故必需的工人待命，及时调集救灾所必需的设备材料，严格控制入井人员，签发抢救事故用的入井特别许可证，完成总指挥交办的其他任务5）辅助救护队长：在矿山救护队队长到达之前，对辅助救护队中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 112 页 的行动具体负责，根据营救遇险人员和处理事故作战计划所规定的任务，完成对灾区遇险人员的援救和事故处理业务上受矿山救护队队长指导6）生产科长：按照总指挥命令负责协调各方面的工作，协助矿长进行抢救和灾害处理，准备必要的图纸资料，完成测量打钻工作根据批准的营救遇险人员和处理事故作战计划，以及按照《煤矿安全规程》规定对抢险救灾工作的安全和入井人员的控制实行有效的监督7）矿调度值班人员得知发生灾害事故后，应立即向矿值班领导报告灾情，并协助调度员迅速按救灾通知程序将抢险通知下达到各有关领导、部门，负责及时传达总指挥命令，随时调度和记录各个专业组抢险救灾工作进展情况，统计掌握出入井人数和留在井下各地区的人数，迅速采取有效措施，进行抢救工作。

8）有关的区、队、班长：按灾害的性质带领他们按闭灾路线迅速撤到安全地点直至地面，负责查对受灾区域内的人数，将在现场见到的事故性质、范围和发生原因等情况，如实详细地报告给调度室，并随时接受总指挥命令，组织本单位职工完成救灾总指挥部下达的抢险救灾任务9）考勤和矿灯发放室负责人：应根据入井人员的考勤本和矿灯牌，查清在井下的人数及其姓名，并迅速报告调度室，对没持有入井特别许可证的所有人员，不得发放矿灯，并在井口严格检查，制止入井10）基地救灾指挥部：遵照总指挥命令，严格按照总指挥部制定的救灾方案负责组织、指挥现场抢险救灾安全工作并负责及时将现场灾情向总指挥部报告11）物资供应组：及时准备好必需的抢救器材，并根据总指挥命令，迅速送到指定地点12）抢险突击队：根据总指挥命令，实施探险和受灾人员救助工作13）医疗组：负责组织对受伤人员的急救治疗，组织护理和药物供应工作14）后勤保障组：保证对遇险人员的妥善安置和救灾人员的食宿以及其它生活事宜并积极为遇难人员善后处理工作做好各项准备15）治安保卫组：负责事故抢救和处理过程中的治安保卫工作，维持矿区的正常秩序，不准闲杂人员入矿，并在井口附近设专人警戒，严禁闲杂人员逗留、围观。

中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 113 页 3、发生煤尘爆炸等重大人身事故时，发现者必须立即向调度室汇报事故的性质、地点及遇险人员情况调度室接后，应立即向局调度室和矿值班人员汇报4、发生煤尘重大事故后，矿值班人员应立即向矿井值班领导、应急救援指挥部总指挥、副总指挥报告，并让调度员按附表四通知指挥部全体成员迅速到调度室集合，然后在救灾指挥部的领导下分工负责，迅速采取有效措施，进行抢救工作各职能部门及区队主要负责人要在指挥部的领导下，组织好本单位人员积极参加救灾工作5、煤尘事故发生后，有关单位、考勤室、矿灯房要互相联系，准确统计出勤人员和井下遇险人员情况，矿卫生所应及时做好急救工作6、救灾人员应根据事故性质和地点，选择捷径到达事故发生地点，以便尽快地进行抢救和搜寻遇险人员工作井下救灾基地应设在灾害地点附近支架完整的进风巷中 7、救灾的方法和原则，应根据灾害的性质和地点确定，一般应采取切断电源，直接救灾，封闭事故区域等方法进行8、凡是井下人员都必须熟悉本区域的避灾路线，发生事故后，能根据事故的性质和地点，由最近的路线到达安全地点避难升井。

9、所有井下人员必须配带自救器并能熟练使用自救器专中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 114 页 题部分古城煤矿火灾预防与治理的应用与研究摘要摘要：以煤层火灾特点、自燃特性和现场观测为基础，加强煤层火灾的早期预测和预报，建立较完善的矿井防火灾系统，以堵漏、灌浆、注氮、均压和压注胶体为主要防火灾手段，注重采用先进的防火灾技术研究成果，对古城矿矿井灾进行综合防治完善防火灾管理措施，提高职工安全意识，保障防火灾工作的有序进行，同时，尽量利用矿井现有防火灾设备和设施，力求达到少投入、高起点，主要环节不图省，次要环节不求高关键字：火灾防治 安全防火措施 治理措施 1 研究的背景和意义煤层火灾是矿井主要灾害之一，每一场火灾的发生，轻则影响生产，重者可能烧毁煤炭资源和矿井设备，更为严重者则可能引燃瓦斯煤尘爆炸中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 115 页 或火烟毒化矿井，酿成人员伤亡的重大恶性事故重大恶性火灾事故造成政治、经济以及资源上的损失往往是难以估量的，对矿工情感上的伤害也非短期可以消除煤层火灾发生后，如果处理不及时，很可能造成火灾蔓延而迫使工作面或矿井停产。

目前煤炭市场供不应求，煤炭价格也有上涨趋势，每停产一天将造成数百万元的巨大经济损失由于综采开采顺槽沿底板一次掘出，服务时间长，顺槽顶煤较厚，且过旧巷或断层时，煤体较破碎、易于离层、压裂冒落，使得巷道煤体自燃危险性增加尤其是开切眼和停采线附近，由于不放顶煤，工作面安装撤架时间较长，使其更易发生自燃火灾防火总的指导思想是“抓住重点、预防为主、防治结合、合理有效、操作性强、节约资金” 2 矿井概述2.12.1 矿井概况矿井概况矿井采用立井单水平开拓方式，立井和副井到－690m，风井－680m水平设在－690m，全矿采用带区布置开采方法为：全矿采用带区布置，走向长壁，后退式一次采全高，全部跨落法管理顶板回采工艺：综采放顶煤，双滚筒采煤机落煤，工作面上使用两部刮板输送机运煤，经转载机上皮带采用低位放顶煤液压支架支护顶板，全部垮落法管理顶板矿井通风方式为中央并列式, 通风方法为抽出式 , 付井进风 , 风井回风地面安设了两台 2K56-NO24 型对旋轴流式主通风机 ,电机功率为2×18OKW，电机功型号为 YBF450-8P，一台运转一台备用设计矿井总进风量 4580 m3/min, 总排风量 5571m3/min, 有效风量 4089m3/min, 需要风量4875m3/min,负压为 1649Pa,等积孔为 2.6m2。

2.22.2地质条件地质条件现主采煤层为 3 煤层，位于山西组的下部，是井田主采煤层，位于山西组底界 10m 左右，距三灰 50m 左右属于结构简单，全区可采的稳定煤层煤层埋深 240～1250m两极厚度 4.33～5.45m，平均 5m，层位稳定，厚度变化不大，全区可采直接顶板为厚 3m 左右的深灰色砂质泥岩，老顶是含黑色矿物较多的灰白色中粒砂岩；底板为厚 5-7m 有清楚波状层理及生物扰动构造的细砂岩，常相变为灰黑色的砂质泥岩，有时为泥岩中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 116 页 2.32.3煤层瓦斯及煤尘爆炸指数煤层瓦斯及煤尘爆炸指数根据瓦斯等级鉴定、煤尘爆炸性鉴定和煤层的自燃倾向性鉴定结果为矿井总回风道上旬瓦斯相对涌出量 0.52m3/t，小于 10m3/t，且绝对涌出量1.870m3/min，小于 40m3/min；矿井总回风道上旬二氧化碳相对涌出量0.494m3/t，小于 10m3/t，且绝对涌出量 2.210m3/min，小于 40m3/min根据《煤矿安全规程》第 133 条规定，我矿今年定为低瓦斯、低二氧化碳矿井2.4 煤层自燃性 根据瓦斯等级鉴定, 属低瓦斯、低二氧化碳矿井。

煤尘具有爆炸性 , 爆炸指数为 40.02%, 煤层具有自然发火倾向性 , 经抚顺煤科院化验 ,属 II 类自燃发火煤层 , 发火期 3～6 个月 , 实际揭露煤层最短自然发火期为 48 天3 矿井防灭火的重点及难点根据古城煤矿设计的实际情况，古城煤矿各带区均采用条带布置采煤工作面沿倾斜最长可以达到 1700m 工作面 205m 工作面采用跳采方式进行采用沿空留小煤柱沿空掘巷方式当两边的工作面采完时中间的工作面矿山压力增加煤体易破碎漏风增加易自然发火巷道和采空区的防火是重中之重3.13.1巷道掘进时期的防火灾重点巷道掘进时期的防火灾重点1）巷道高冒区、顶部离层区和破碎区、地质破坏区（如断层带） ；2）巷道经过相邻工作面采空区的废弃巷道；3）相邻工作面开切眼、停采线或硐室；4）巷道变坡破碎区3.23.2综采面回采时的防火灾重点综采面回采时的防火灾重点1）综采面开切眼和停采线是本面采空区自燃防治的重中之重综采工作面的开切眼断面大，受矿压影响易压裂破碎，存在漏风供氧；综采设备的安装时，供风量小，风流温度较高；安装时间较长，初期工作面推进速度一般相对较慢，开切眼松散煤体氧化升温时间长，煤体温度较高；切眼长期不跨落，附近煤体的供氧条件相对较好。

停采前 30m 左右，工作面不放顶煤，采空区遗煤较厚；停采后不能及时撤面、封闭，而导致自燃危险性增加因此，综采面开切眼、停采线附近是采空区最易发生自燃火灾的地点，是综采面防火灾工作的重中之中重3）进风侧采空区是防火灾工作的重点中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 117 页 由于工作面顺槽不放顶煤，在采空区遗留了大量浮煤，且工作面进风端头是采空区的主要漏风通道，氧气浓度较高，氧化带宽度大，浮煤在采空区内的氧化时间长，因此，进风侧采空区处理是防火灾工作的重点4）回风侧采空区的封堵是采空区防火灾的重要工作回风隅角是工作面负压最大的地点，回风顺槽进入采空区很长一段距离后不跨落，造成负压对采空区深部的作用力较大，浮煤进入窒息带的时间延长；且由于回顺长期不跨落，给采空区及时灌浆和注胶造成了困难，因此，回采顺槽采空区的封堵应作为一项采空区防火灾的重点工作3.313113.31311综采面煤层火灾防治的难点综采面煤层火灾防治的难点古城煤矿 1311 综采面煤层火灾防治的难点主要表现在以下几个方面：1）准确判定煤层自燃危险性区域，预测煤层自然发火期； 2）超前预报煤层自燃火灾； 3）确定采空区漏风通道及漏风规律； 4）相邻工作面采空区大面积自燃火灾的防治； 5）综采面顺槽、停采线、开切眼自燃火灾的防治； 6）综采支架顶部后部煤体自燃的防治。

4 综采面煤层自然发火监测及早期预报方案完善的监测系统对于及时发现煤层发火，准确分析火区发展变化趋势，保证工作面安全生产具有重要的作用针对古城煤矿的实际情况，应采取现场日常观测、采样色谱分析、束管监测系统及矿井安全监控系统等多种手段相结合的观测方法，获取观测数据，为分析煤层发火情况及其变化趋势提供依据4.14.1沿空巷道自然发火观测方案沿空巷道自然发火观测方案巷道松散煤体发火预测预报主要是根据煤氧化放热时引起的气体、温度等参数的变化规律，并根据自然发火数学模型和有关参数模拟煤在实际条件下的自燃过程，掌握巷道松散煤体的氧化自热情况、自燃征兆，对巷道自燃危险性进预测，并准确地确定出巷道火源或高温点位置，从而为制定防治巷道煤炭自燃火灾措施提供依据，提前采取措施，保证工作面正常生产巷道自然发火观测主要分为掘进和生产两个时期观测参数主要包括掘进和生产期间巷道的风量、温度、气体浓度，及松散煤体内部气体成分、温度等1 沿空巷道内观测点布置原则根据巷道煤层所处位置、松散煤体堆积形态、漏风动力、散热条件等自燃环境特点，按煤巷自燃区域的危险程度，将巷道煤层自燃危险区域分中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 118 页 为三类，巷道内的观测点仅需布置在这些地点即可（主要布置在极易自燃区） 。

1）一类自燃区域（极易自燃区）①煤巷高冒区、顶煤离层区和破碎区；②巷道经过相邻工作面采空区的废弃巷道；③相邻工作面开切眼、停采线或硐室；④煤巷地质构造破坏区（如断层带） ；⑤煤巷变坡破碎区2）二类自燃区域（易自燃区）①煤巷地质构造轴部破碎区；②工作面回采期间煤巷超前变形区3）三类自燃区域（可能自燃区）①煤巷上帮中部破碎区；②煤巷上帮上部破碎区；③煤巷下帮破碎区2 日常观测定期（至少每天一次）采用红外测温仪对巷道冒顶区域、与旧巷相连的区域及其它巷道煤体破碎区域进行扫描，测定巷道表面温度一旦发现异常，立即采取措施进行处理，同时对该处每班至少进行二次测定煤体温度在巷道下风侧（回风侧）布置测点，定期检测温度、CO、O2和 CH4气体情况，预报自燃情况正常情况下，每班人工检测一次，并记录在表 1中；每周取样进行一次色谱分析，并记录，一旦发现异常，必须立即对异常地点进行处理，且同时对巷道下风侧测点每班至少检测二次，并定期（每天至少一次）取气样送地面进行气相色谱分析所用仪器仪表主要有：红外测温仪、便携式 O2、CO 测定仪、瓦检仪以及矿用气相色谱仪3 钻孔观测按照测点布置原则在巷道内设置观测孔，并对钻孔进行编号、并挂牌，记录设置钻孔处的巷道参数及原岩温度，见附表 1。

观测钻孔施工方式如图 1.1 所示钻孔参数：巷道旁侧孔深 L 3m，倾角=5，开孔高度 h=1.5m；巷道顶部，孔深 L 3m，倾角=60；钻孔内下 6 分或 1 寸套管，并将测温探头和束管固定在一起放入套管的最里端中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 119 页 图 1.1 钻孔施工示意图钻孔封堵方式：钻孔与套管之间用炮泥堵死，长度不小于 1m，钻孔端口用快凝水泥封孔通过测温探头和测温仪进行测温，而气体成分的分析主要通过现场用捏球和气袋采集气样，然后送地面分析室做色谱分析从而掌握巷道煤体中内部温度、气体浓度及其随工作面推进、巷道风量等参数的变化情况 测定周期、参数及要求如下：1）正常情况下，使用便携式 CO 和氧气检测仪、瓦检仪和测温仪表，每天检测一次各测点的温度、CO、CO2、CH4和氧气浓度，并记录在巷道日常观测记录表中（附表 2） 2）每周用捏球和气袋采集气样，送地面用气相色谱仪进行分析一次，分析结果记录在气相色谱分析结果表中（附表 3） ，并绘制成变化曲线3）若出现异常，每班至少观测二次，每天采样送地面进行一次气相色 图 a 巷帮钻孔施工示意图 图 b 巷顶钻孔施工示意图 图 c 钻孔封孔施工示意图  1.5m 炮泥 测温探头 束管 速凝水泥 炮泥 快凝水泥 快凝水泥 炮泥 快凝水泥 夹子 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 120 页 谱分析，并记录分析结果，绘制出变化曲线。

4）观测必须做到“四定” ，即：定人、定点、定时、定仪器5）如果钻孔附近实施了喷浆、注水、注胶或其他处理要记录时间及处理过程4 早期预报指标及结果1）巷道风流气体监测预报（见附表 4）2）巷道煤体钻孔内气体监测预报（见附表 5）4.24.2工作面自然发火监测及早期预报工作面自然发火监测及早期预报1 工作面自然发火监测采用人工检测、束管监测、安全监测和人工采样分析的方法对工作面煤层发火情况进行监测，各种检测应定点、定时，以便于进行分析1）人工检测检测地点：进风端头风帘后；20#、40#、60#、80#、100#支架后部；回风隅角（支架后部） ；工作面回顺出口 50m检测参数：CO、O2、CO2、CH4和 T（温度） 检测仪器：CO 便携仪、CO 检定管、瓦检仪、两用仪和红外测温仪将检测结果记录在附表 6 中2）束管监测检测地点：回风隅角支架后部；回风流检测参数：O2、N2、CO、CO2、CH4、C2H6、C2H4、C3H8检测设备：束管监测系统检测时间：正常情况下，每天早班检测两次；工作面异常时，每班检测两次；将检测结果记录在附表 7 和 8 中测点调整：每天早班，调整与工作面推进相关的束管监测点的位置。

3）安全监测检测地点：工作面上口；回风流中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 121 页 检测参数：CO、CH4、T检测设备：安全监控系统检测时间：实时监测测点调整：每天早班，调整与工作面推进相关的监测探头的位置4）人工采样分析采样地点：回风隅角（支架后部）和工作面回顺出口 50m检测参数：O2、N2、CO、CO2、CH4、C2H6、C2H4、C3H8检测设备：气相色谱仪采样时间：正常情况下，每天早班在人工检测的同时，用气囊采集气样两个，送至地面进行色谱分析；对人工检测出现异常的地点，应每班采样两次将检测结果记录在附表 9 和 10 中2 早期预报指标及结果1）回风隅角和支架后部气体监测预报（见附表 11）2）回风流气体监测预报（见附表 12）4.34.3采空区遗煤自燃危险区域判定观测方案采空区遗煤自燃危险区域判定观测方案采煤工作面采空区遗煤自燃性主要受 5 个因素影响：1）煤自燃过程的氧化放热性(煤的自燃倾向性)； 2）采空区遗煤堆积厚度和块度(蓄热条件)； 3）采空区遗煤自燃氧化带范围(连续供氧条件)； 4）工作面推进度(动态变化因素)； 5）采空区围岩原始温度(起始条件)。

采空区遗煤自燃就是上述 5 个因素综合作用，互相制约，互相影响，动态变化的结果，搞清上述 5 个因素动态变化规律，就能较准确地预报采空区遗煤自燃的危险程度、发火期和发火区域，从而实现进行该项技术研究的初衷然而，对于采空区遗煤堆积厚度和块度、采空区遗煤自燃氧化带范围及工作面推进速度的认识及加深，只能建立在现场观测工作的基础上，因此，进行现场观测工作是完全必要的，它为工作面自然发火预测预报技术的成功奠定了坚实的基础1 测定参数及所需仪器对于一个特定煤层，煤的氧化放热性能是一定的，即是一个定数，只要浮煤厚度和粒度适中，采空区供氧充分，在发火期内推进距离小于氧化带宽度，就有可能发生采空区后方浮煤自燃因此，要对采空区浮煤自燃中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 122 页 做出预测，必须掌握采空区氧化带范围、原始温度、O2、CO、CO2、CH4等浓度、以及工作面日常实际推进度、工作面风量、上隅角O2、CO、CO2、及 CH4浓度等参数通过对上述参数的测定，采用一定的预测模型，即可预测采空区浮煤自燃的危险程度观测工作主要是通过采空区预埋管路，进行测温、气样分析等，掌握采空区内部温度、气体浓度随工作面推进的变化情况；同时测定工作面风量、温度、气体浓度等参数。

所用仪器仪表主要有：风表、秒表、便携式 O2、CO、CO2、及 CH4测定仪、束管监测系统等；测温选用铂电阻测温探关，并用电阻表（或万用表）进行电阻测定，然后换算为温度2 采空区埋管方案采空区的气体成份和温度观测采用埋管和埋设热电阻测定，采空区气体成份测定范围大约距工作面 150m 左右，约 50m 设一个测点，保持采空区内部进、回风侧各三个探头，上下顺槽同时观测，见图 2待 3 号测点进入采空区 150m 后，即可结束观测图 1.2 1311 综采面埋管观测点布置图预埋管采用 2 英寸钢管，在其中穿入三根8mm 不同颜色的束管，每根束管负责一个测点的气样为了防止采空区积水堵塞束管，则每个探头抬高 0.5m 以上，见图 3测温探头埋入 2 英寸管中与束管进气口平齐，电线从 2 英寸管内拉出 回风巷 1 2 3 工 煤 1311 采空区 作 面 体 进风巷 1 2 3 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 123 页 图 1.3 埋管观测探头安装布置图3 参数观测1）束管监测检测参数主要有 O2、N2、CO、CO2、CH4、C2H6、C2H4、C3H8，正常情况下，每天早班检测两次，工作面异常时，每班检测四次。

2）人工观测人工观测参数主要有工作面风量、O2、CO、CO2、及 CH4浓度、温度、日推进度和出煤量，正常情况下工作面气体和温度情况每班检测一至两次（按工作面日常观测） ，风量、日推进度和出煤量每天检测并记录一次4 早期预报指标及结果采空区气体监测预报见下表4.34.3采空区煤体自燃危险区域判定方法采空区煤体自燃危险区域判定方法通过测定采空区气体浓度变化规律，计算机模拟采空区的漏风状态；掌握采空区的浮煤丢失分布规律；结合采空区浮煤自燃判定指标(极限浮煤厚度、下限氧气浓度、最大漏风强度)划分采空区自燃三带，判定采空区自燃危险区域最后根据工作面推进速度、顶板冒落规律，动态地预测采空区浮煤自燃地点和自然发火期采空区自燃危险区域图划分方法和步骤如下：①根据实际条件，确定出采空区浮煤厚度分布等值线平面图和剖面图②绘制出采空区漏风强度和氧浓度分布等值线平面图③根据煤自燃极限参数计算式、实验和现场的实测值，计算出煤自燃极限参数值，根据计算出的三维值取其某一温度的极大值④把采空区浮煤厚度、氧浓度分布和漏风强度分布等值线平面图绘在 透气孔 0.5m 密封胶泥 束管 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 124 页 一起，并将煤自燃极限参数值在图上标出，连成曲线，即可得采空区自燃危险区域的静态分布状况。

⑤根据工作面推进速度和最短自然发火期计算出采空区遗煤自燃的最小氧化带宽度，则在采空区氧化升温带内处于范围内minminLminLLx的浮煤才有可能自燃，此区域为煤自燃危险区⑥在工作面风流及围岩温度为 20℃的条件下，应用煤自然发火数学模型，并结合现场实际条件和工作面推进速度，采用计算机模拟，即可推算出工作面在不同推进速度时，采空区内温度的分布及变化情况4.44.4工作面封闭期间和闭墙内火灾气体检测和预报工作面封闭期间和闭墙内火灾气体检测和预报1 测点布置方案工作面非正常封闭时，在进、回风侧密闭分别设观测孔，并在密闭内各布置一个测点，在密闭外出风口各设一个测点，如图 4 回风顺槽 进风顺槽 板闭 风筒 采空区 风筒 2 1 4 3 图 1.4 工作面束管测点布置方案1#测点布置在进风侧密闭内；2#测点布置在回风侧密闭内；3#测点布置在进风侧密闭外回风出口；4#测点布置在回风侧密闭外回出口闭内测点采用束管监测系统进行分析；闭外则采用人工检测，并设置CO 传感器、CH4传感器和温度传感器2 气体检测时间1）采用束管监测系统每天至少一次监测密闭内气体的变化情况2）正常条件下，利用束管监测系统，定时（每天至少两次）对 3#和4#测点气体进行检测，对出现异常的测点，每班至少检测二次。

3）通过 CO 传感器、CH4传感器和温度传感器监测 3#和 4#测点气体和中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 125 页 温度变化情况，一旦超限（按《煤矿安全规程》的要求设定） ，进行声光报警3 早期预报指标及结果密闭内（1#和 2#测点）气体监测预报结果见附表 154.54.5古城矿现用的防火技术：古城矿现用的防火技术：1 胶体防灭火技术简介近年来发展的胶体防灭火技术由于其良好的防灭火性能得到矿井广泛应用，胶体材料主要包括凝胶、高分子胶体稠化胶体和复合胶体胶体防灭火技术集堵漏、降温于一体，防灭火效果佳，已成为煤层自燃火灾治理的主要技术手段之一胶体防灭火技术特点胶体防灭火技术特色（1）灭火速度快：由于胶体独特的灭火性能,其灭火速度很快,通常巷道小范围的火仅需几小时即可扑灭,工作面后方大范围的火也只需几天即可扑灭2）安全性好：胶体在松散煤体内胶凝固化、堵塞漏风通道,故有害气体消失快；在高温下，胶体不会产生大量水蒸汽,不存在水煤气爆炸和水蒸汽伤人危险3）火区启封时间短：注胶灭火工程实施完，不需等待（《煤矿安全规程》规定各项指标达到启封条件后还需观察稳定一个月才能启封）,即可启封火区。

4）火区复燃性低：高温区内只要有胶体渗透到的地点都不会复燃胶体具灭火性能：（1）固水性:纯胶体中 90%以上是水,易于流动的水被固结起来,使水的灭火作用得以充分发挥2）吸热降温性:成胶过程是吸热反应,煤温上升使胶体中的水汽化,也将吸收大量的热3）渗透和堵漏性:成胶材料是易于流动的液体,渗透到煤层缝隙中后形成胶体，堵住漏风通道4）阻化性:促凝剂和基料本身都是阻化剂,两者反应生成的材料也是阻化剂,胶体具有通用阻化剂的性能,对高硫矿仍有良好的防灭火性能5）热稳定性:在 1000 多度的高温下胶体不熔化、不破裂,仍能保持完好，只是慢失水干裂,但残渣(增强剂和 SiO2)仍充填着煤体孔隙中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 126 页 （6）充填性能:增强剂用量增加, 胶体耐压性增强,高浓度的胶体泥浆和粉煤灰凝胶可充填高冒空顶区7）在井下正常情况下（T<28℃,湿度>90%）,胶体可长期保存在煤层中（现场实测十三个月仍完好） ，防止煤层自然发火或火区复燃8）成胶时间可以控制,便于针对不同发火情况和现场使用工艺对其进行适当调节，最短成胶时间 25 秒,慢的可控制在数十小时。

9）材料来源广泛,成本低廉,工艺简单与灌浆系统相配合的大流量压注胶体泥浆工艺可用于扑灭大面积煤层自燃火灾以粉煤灰为主要固体原料的复合胶体除具有上述胶体特性外，还有如下特性：（1）添加剂用量极少，仅为千分之几或万分之几，在灭火中使用，可使固体灭火材料在井下的运输量大幅度减少2）胶体有粘弹性，它能紧密充填于煤层间隙，即使煤层压裂破碎也不会产生漏风裂隙，可对移架、矿压等造成的新裂隙进行二次封堵3）胶体具有触变性且受热粘度降低在进行输送时，其粘度较低，运输阻力不大，而进入煤层静止后，其粘度增大，可滞留在煤层中，吸热堵漏；材料受热粘度降低，使其在煤层中向高温点的流动变得容易，而从高温点向外流相对较困难，有利于灭火胶体防灭火材料配比胶体防灭火材料主要包括硅酸凝胶为主体的“凝胶”系列材料、以高分子材料为主要添加材料的系列高分子胶体、和由有机高分子材料、水和粉煤灰（或黄土）构成的复合胶体其材料构成如下：凝胶系列材料水： 100 份水玻璃 8～20 份碳酸氢铵（或小苏打） 3～5 份粉煤灰或黄土等 适量高分子胶体系列材料水： 100 份高分子添加剂 0.5～2 份复合胶体材料水： 100 份中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 127 页 粉煤灰或黄土等 50～120 份高分子添加剂 0.05～0.1 份灌注凝胶或粉煤灰凝胶工艺采用井下移动式注胶防灭火系统时，设备安装运行及材料运输均不能迅速实施，且注胶流量小，材料运输量大，使得灭火效率降低。

为了对矿井火灾进行有效地预防和在紧急情况下快速反应，迅速控制火灾，减少灾害损失，有必要利用古城煤矿现有的粉煤灰灌浆系统，实现大流量压注高浓度泥浆（稠化胶体） 、凝胶或粉煤灰凝胶、复合胶体，有针对性地处理各种不同情况下的浮煤自燃利用古城煤矿现有的灌浆防灭火系统，将粉煤灰倒入浆池内，与水混合后，在浆池内制成浆液，通过灌浆管网输送至井下用浆地点适当提高水灰比，使提在 3:2～1:1 左右为解决粉煤灰容易在管路中沉降出现堵塞管路的问题，可在制浆池中加入少量悬浮剂 JXF1930在井下用浆地点附近通过 ZM-5/1.8D 煤矿用注浆机，将高分子胶凝剂 FCJ12 按比例加入灌浆管网内，并将混合物压入用胶地点，即可实现大流量的压注粉煤灰复合胶体如果地面灌浆也中加入水玻玻，而井下按比例加入的是碳酸氢氨或小苏打等促凝剂，则可实现大流量压注凝胶系统工艺流程见图 52 综采工作面采空区注氮防灭火工艺1)注氮方法及注氮方式的选择注氮方法可分为埋管式注氮方法、拖管式注氮方法以及其它的注氮方法目前我国煤矿大多采用埋管式注氮方法注氮方式可分为连续式和间歇式两种采用哪一种方式,主要取决于氮气在采空区内的滞留时间和惰化效果。

一般注氮灭火宜采用连续式注氮方式,注氮防火宜采用间歇式注氮方式间歇式注氮方式即在采空区“氧化带”区域注入氮气,考察氮气在该区域内的滞留时间和惰化效果,当该区域 O2 浓度降低至自然发火临界 O2 浓度之下时停止注氮;随着氮气的泄漏,采空区内的 O2 浓度会逐渐回升,当 O2 浓度回升至自然发火临界 O2 浓度之上时,重新开始新一轮的注氮当注氮口推移至“氧化带”以外而进入“窒息带”时,停止注氮中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 128 页 井下输胶管路 按比例混合搅拌池 传 动皮 下下 下下 火 松散煤体 泥浆 水枪 工艺主要参数： 促凝剂添加设备参数： 管路管径：3~6 英寸 功率: 5.5 kw 注胶流量: 30~100m3/h 压力: 1.8 mPa 总重量: 230kg 通过粒度：<5mm 分流器 定量配比器 促凝剂 搅拌器 压力表 泵 电机 现场促凝剂添加设备 基料 定量配比器 基料+增强剂+水 供水管 地面水池 水泵 搅拌器 黄土、粘土或 粉煤灰采集场 图 1.5 井上、井下配合的管路大量流注胶工艺图2)采空区注氮量的计算根据采放高度、采空区碎胀系数、 “氧化带”宽度等确定注氮口每开启一次的注氮量。

注氮量的确定原则是使氮气充满整个需要惰化处理的区域,因此注氮量可分为首次注氮量和间歇式注氮量首次注氮量可按公式(1)计算:Q1=W·H·L·K1·K2式中　 Q1———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间歇式日注氮量可按公式(2)计算:Qn=b·L·H·K2·K2(2)式中　 Qn———间歇式注氮时日注氮量,m3;中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 129 页 　 b———工作面日推进度,m;　 L———工作面长度,m;　 H———采、放煤高度,m;　 K1———采空区气体置换系数,取 2～3;　 K2———采空区冒落矸石松散系数,取 0. 8～0. 9;　 K3———工作面推进速度校正系数,按公式(3)计算。

K3=Lmax-LminLmax(3)式中　 Lmax———采空区窒息带与氧化带边界距工作面的距离,m;　 Lmin———采空区氧化带与散热带边界距工作面的距离,m3)井下制氮机位置的选择及管路铺设目前我国煤矿大多选用井下移动式制氮机进行注氮防灭火工作,因此制氮机在井下位置的选择亦十分重要制氮机的位置既要离注氮地点距离较近,以减少管路铺设的长度和工程量,又要相对固定力争覆盖面积较大,尽量减少制氮机的搬家次数因此综合考虑,制氮机位置通常选择在 带区变电所附近注氮管路由制氮机位置一直铺设到综采放顶煤工作面,可分为注氮主管路和分支管路4)注氮管路阻力计算及管径选择进行注氮管路阻力计算时,应选取管路最长、阻力最大的系统来计算首先按式(4)来计算管内气体流动的雷诺数,再根据雷诺数的大小判断气体流动状态Re=VDρ/μ (4)式中　 Re———雷诺系数;　 V———管道内氮气平均流速,m/s;　 D———管道内径,m;　 ρ———氮气密度, kg/m3;　 μ———氮气动力粘性系数,Pa·s。

当 Re > 105 时,管道中气体的流动呈完全紊流状态,其沿程摩擦阻力按式(5)计算:h=9.8×10-6×Q2·W·LK·D5(5)式中　 h———管路沿程摩擦阻力,MPa;　 Q———氮气流量,m3/h;中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 130 页 　 L———管路长度,m;　 W———氮气相对于空气的密度,取 0. 962 7;　 D———输氮管路内径, cm;　 K———系数根据制氮机的注氮强度和出口压力以及输氮主管路、支管路的总长度进行计算,选取主管路直径和注氮支管路直径5)注氮口的位置及间距注氮口的位置及间距依据“氧化带”的位置及宽度、工作面的推进度以及每次开启的注氮量及氮气扩散半径等确定,目的使注入的氮气尽可能覆盖整个采空区“氧化带”,有效抑制综放工作面采空区 “氧化带”浮煤的氧化自燃氮气释放口距采面的最大、最小距离为:Lmax=LS+LY-LNLmin=LS+LN式中　 LS———采空区散热带的宽度,m;LY———采空区氧化带的宽度,m;　 LN———氮气的扩散半径,m。

以兖矿集团东滩煤矿注氮防灭火实践为例,注氮口氮气的扩散半径取15～20 m,根据对采空区 “三带”的观测结果,为使氮气注入区域覆盖整个采空区“氧化带”范围,考虑到氮气的泄漏,氮气释放口间距取 30 m,氮气释放口距工作面的最小距离为 30 m,最大距离为 60 m氮气释放口及注氮支管的布置如图 2 所示窒息带注氮惰化区（氧化危险带）散热带注氮主管路运输巷60 30图 1.6　注氮管路铺设及注氮释放口轮换方式示意图　　注氮支管路沿工作面入风巷道铺至综放面并采用多管路进行铺设,每个中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 131 页 释放口单接一根支管进行注氮,便于单独控制随着工作面的推移,当前面的注氮口先进入到采空区内 30 m 位置时(如图 2 中 1#注氮口位置打开此注氮支管的阀门开始注氮;同时从主管路上另接一路支管,并设置释放口埋入采空区当后续注氮口进入到采空区 30 m 位置时(如图中 1#注氮·32·煤矿安全(Total402)　　　　　　　　　技术经验口位置),继续打开此注氮支管的阀门开始注氮当前面的注氮口推移至距工作面 60 m 以后(如图中 2#注氮口位置),应关闭此注氮支管的阀门停止注氮。

按此注氮口交替的方法循环往复进行注氮3 旁路式移动钻孔注氮工艺1）注氮钻孔的位置旁路式移动钻孔注氮防灭火工艺是通过工作面进风巷道,向相邻采空区遗煤带打钻孔进行预防性注氮,惰化复合采空区“氧化带”的一种防灭火工艺正常情况下,以惰化超前工作面 60～80 m 以内巷道旁侧遗煤带为主因为这一段巷道开始接近或正处于综放工作面的采动压力影响范围之内,巷道受压后裂隙增加,漏风供氧随之增大,容易造成遗煤带自燃或复燃因此,旁路式移动钻孔开始注氮的位置距综放工作面 80m 为宜,当接近工作面隅角时停止注氮2）氮气释放口的间距鉴于相邻采空区靠近工作面进风巷道,因此注入相邻采空区遗煤带内的氮气受漏风影响较大其中一部分滞留在遗煤带内,一部分渗入到采空区深部,另有一部分随漏风流入到回采工作面后部采空区为了强化对旁侧相邻采空区遗煤带的惰化处理,应适当缩小氮气释放口间距,通常选取两孔间距为20 m3)注氮钻孔的布置在综放工作面进风巷道内向旁侧相邻采空区遗煤带打钻孔,孔深 8～10 m 下套管,靠近钻孔里边一节为堵头花管,外边通过软管与注氮主管路相连接套管与巷道壁之间要封堵严,避免注入的氮气外泄并防止漏风钻孔一般应提前打好并下好套管,当钻孔接近其注氮区域时,将注氮钻孔与注氮主管路相连接并开始注氮,当注氮钻孔接近工作面隅角时停止注氮并拆除连接软管。

按此交替的方法循环往复进行注氮综放工作面应始终保持 4 个注氮钻孔同时进行注氮注氮钻孔及管路布置如图 3 所示中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 132 页 2020201-4注氮孔注氮主管路4321相邻采空区后部采空区图 1.7　旁路式移动注氮钻孔及管路布置示意图4)注氮量及注氮方式向相邻采空区遗煤带打钻孔进行预防性注氮主要目的是惰化相邻采空区遗煤带及复合采空区 “氧化带”,防止综放工作面复合采空区“氧化带”的自然发火按采空区空间体积来计算注氮量并不适合旁路式移动钻孔注氮,因为注入到遗煤带内的氮气受漏风影响,其中一部分滞留在遗煤带内,一部分渗入到采空区深部,另有一部分随漏风流入到回采工作面后部采空区因此注氮量的大小只能根据遗煤带及复合采空区“氧化带”的惰化效果来决定遗煤带及复合采空区“氧化带”的惰化效果,应根据遗煤带取样分析及复合采空区“氧化带”的监测结果来判定遗煤带的惰化效果可采用钻孔取样分析的方法来检测,复合采空区“氧化带”的惰化效果,可采用在采空区埋设束管监测探头的方法来检测当相邻采空区遗煤带或复合采空区“氧化带”O2 浓度>10%时需要进行注氮,当 O2 浓度<10%以下时可以停止注氮。

4　结　论(1)注氮防灭火技术是防治综放工作面采空区自然发火的有效方法之一向采空区注入大量高浓度氮气后,随着氮气浓度的增加,O2 浓度呈下降趋势当 O2 浓度降低至 10% ～5%时,可以有效地抑制采空区浮煤的氧化自燃2)综放工作面采空区,可以分为“散热带” 、 “氧化带”与“窒息带” 掌握“三带”分布规律,对于选择合理的注氮工艺参数至关重要3)采用注氮防灭火技术,向采空区“氧化带”区域注入氮气,主要目的是惰化采空区“氧化带”,使该区域内的氧气浓度降低至浮煤自燃临界 O2 浓度以下,从而防止采空区“氧化带”的自然发火 (4)无煤柱开采条件下,能够形成具有多源漏风通道的复合采空区因此,综中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 133 页 放工作面不仅受到本工作面后部采空区自然发火的威胁,而且还受到相邻采空区自燃或复燃的威胁因此防灭火工作的难度更大5)采用旁路式移动钻孔注氮防灭火工艺,是无煤柱综放开采工作面防治复合采空区自然发火的有效方法通过工作面进风巷道,向相邻采空区遗煤带打钻孔进行注氮,可以惰化复合采空区“氧化带”,防止综放面复合采空区“氧化带”的自然发火。

6)旁路式移动钻孔的注氮区域,一般以超前工作面 60～80 m 以内巷道旁侧遗煤带为主因为这一段巷道开始接近或正处于综放工作面的采动压力影响范围之内,巷道受压后裂隙增加,漏风供氧随之增大,容易造成遗煤带自燃或复燃因此,采用旁路式移动钻孔注氮,开始注氮的位置应选择距综放工作面80m 为宜,当注氮钻孔接近工作面隅角时停止注氮矿井在防灭火方面建立健全了束管色谱微机监测系统和注氮、注浆系统，减少或隔绝漏风，从而起到防治煤炭自燃的作用为了保证安全生产，近年来，矿井采用了多种防灭火技术，特别是采用了 罗克休泡沫、艾格劳尼防火技术后，矿井杜绝了自然发火4 罗克休泡沫的适用范围、特征及技术参数1)适用范围罗克休泡沫（胶体浆）是采用树脂和催化剂两种不同的胶体聚合材料，通过高压风带动的多功能气泵自不同的三个容器通过软胶管吸入泵中，同时压入注射枪，两种液体经过注射枪加压以 4：1 的体积相混合、发泡，注入要堵漏的高冒区或采空区内，瞬间发泡到达原体积 30 倍左右该产品具有良好的机械抗压性（0.2MPa），可用于煤矿密闭防灭火高冒充填、封堵煤层裂隙、构筑防火墙等2)特征高膨胀率，膨胀体积为原体积的 25～30 倍，充填用量小，泡沫反应迅速，常温下 20～30 秒即可反应完毕，10～15 度℃时 3～5 分钟内膨胀结束，并在 20 分钟内硬化，不需要防漏支架，有良好的抗压能力（0.2MPa 左右），经得起岩层的运动；不蔓延火焰，适用于井下灭火。

3、技术参数见附表 16 17（1）施工工艺由于在地应力的作用下，砖墙密闭被压裂，出现了漏风，造成了老空区煤炭氧化，为消除隐患，在需要封闭密闭周围，用锚索钻机向密闭周围打眼，眼深 3～4 米，（回风顺槽密闭注罗克休打眼位置示意图）然后用注中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 134 页 射杆及注射管连接到气泵，向注射眼内注射罗克休聚合材料注射时使用专用气泵将树脂和催化剂以 4：1 的比例送入注射枪，两种原料混合后迅速发泡，通过注射管注入使用地点后 20 分钟左右硬化 具体工艺为：用连接压风管至专用泵—高压胶管连接注射枪和注射泵—将三根吸液管分别插入两个装有树脂桶和一个装有催化剂筒内—开泵注胶—注胶结束—用溶有火碱的水洗泵—用水冲洗机具—停泵—拆卸注射枪140014001400200020002000500（单位：mm）3000-4000回风顺槽密闭注罗克休打眼位置示意图图 1.8 回风顺槽注罗克休打眼位置示意图材料用量计算：Q = KxVxd/(25XN)式中：Q-----材料用量，桶；K-----材料富裕指数，取 K=1.1；V-----空洞容积，m3；n-----发泡倍数，n=25-30；d-----罗克休泡沫密度，t/m3，一般取 1.26；25-----每桶容积，kg（2）施工设备及材料采用多功能气泵注射罗克休泡沫封闭密闭时常用设备及材料如附表 184)准备工作及注意事项：（1）把原料和设备运到施工现场。

2）准备动力风源要求 4～7bar，准备清洗剂和水，清洗剂配 5～10%烧碱溶液3）准备足够的棉纱和木楔用来防止原料顺裂隙流出造成浪费4）注射枪出口软管长度一般不超过 6 米，否则容易堵塞，出口管直径应用 DN10-DN13 软管，不宜用大直径；中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 135 页 （5）注射前一定要将桶内树脂摇晃均匀注射时备足原料，同时至少在施工现场准备 2 桶清水，避免吸空损坏活塞或突然停风堵塞管路；（6）若注浆地点（孔附近）出现严重的泄露时，要及时采取间歇灌注的方法进行注射7）每班注射完毕后，必须认真冲洗泵和管路内的滞留液体，以防堵塞管路，并整理好现场5)钻孔布置及施工步骤： （1）打孔，钻孔直径为 42mm，孔的深度为 3～4 米，倾角按现场情况而定，但必须使铁管尽可能在冒落区最高点，并插入离层区 200mm 以上 （2）把多功能泵及其附件组装好并把注射枪固定住 （3）开始注浆，把两根吸料管分别插入树脂和催化剂桶中，活塞在气马达的作用下运动，由于压力的作用使原料经过活塞进入输送管，输送到注射枪里，通过注射枪注入钻孔内，由于压力的作用使原料压入裂隙，进而快速反应达到粘接堵漏的目的。

（4）停止注浆，用树脂冲洗管路和混合枪 （5）换孔注浆，重复上面 1～4 的步骤见施工流程图） （6）注浆完毕后，用清洗剂清洗多功能泵和附件，清洗时催化剂一侧用水，树脂一侧用清洗剂清洗6)安全技术措施及要求：（1）井下作业严格遵守矿方的施工安全技术措施及有关规定；（2）浩珂伟博公司的施工人员入井前需要队矿方进行安全技术培训合格后方可入井；（3）关于罗克休泡沫的适用方面要听从浩珂伟博公司的施工人员的指挥，其他运输、行人等作业行为均听从矿方指挥，双方必须密切配合4）施工人员必须穿戴整齐，劳动保护齐全，施工时必须带防护眼镜和橡胶手套，扎好领口、袖口、衣口5）设备的安装、管路的连接必须牢固可靠，以防泄露和管路脱节在施工过程中要经常检查设备运行状况，确保设备的正常运行6）每孔灌注完毕后，拔枪前必须停泵卸压，然后再拆除管路，移向下一组 二 艾格劳尼现场应用及工艺艾格劳尼快速堵漏密闭泡沫施工技术艾格劳尼是由树脂、发泡剂组成的泡沫，用于密闭空气和瓦斯，以及充填没有机械阻力的空隙，施工时只要1 台专用泵和 1 支混合枪树脂、发泡剂以 20：15 或 1 ：1 的体积比相混合，压缩空气在混合枪中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 136 页 内预期混合并自动激活形成泡沫，直接注入需封堵的空间，发泡后体积膨胀 20～25 倍。

艾格劳尼可以用于以下用途：（1）充填破碎顶板（煤）防止瓦斯积聚；防止破碎顶煤发火，阻止内外空气交换2）老密闭墙堵漏风防止老密闭墙堵漏风，阻止内外气体交换、防火及利于人身安全3）采煤工作面进回风隅角充填防止大量新鲜风流进入老空区；防止老空区涌出大量瓦斯；防止长期大量空气进入老空区引起遗煤氧化自燃4）充填废弃老洞、溜煤眼（煤仓）；防止掘进迎头及工作面会才是，掘透老空区，造成事故；防止废弃溜煤眼（煤仓）漏风，引起溜煤眼（老空）发火 （5）充填煤、岩联络巷，工作面回采后的联络巷及时充填，防止老空区漏风发火2 艾格劳尼泡沫具有以下主要技术性能：（1）充填时可快速生成泡沫； （2）良好的膨胀能力，充填时用量少；（3）使用简单、经济； （4）有助于消除漏风； （5）是一种抗静电泡沫； （6）不蔓延火焰中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 137 页 3 现场应用回采工作面两端头构筑临时挡风墙回采工作面两端头紧靠关门柱以里，用塑料编织袋装满煤进行纵向垛袋子，在袋子墙体外侧挂菱形金属网，然后喷洒艾格劳尼进一步密封， 面上下端头临时挡风墙，（见采煤工作面进回风隅角填充图）进一步减少采空区漏风抑制采空区内浮煤氧化。

4 艾格劳尼施工步骤 ;（1）布置现场（挂铁丝网，准备风源，风管，清洗剂水）材料、仪器下井施工现场准备风源、水和清洗剂的准备打 孔施工仪器准备 高压风管、风动泵及枪的准备仪器连接及冲洗封孔及充填换孔充填，冲洗管路和混合枪用清洗剂和水清洗泵和枪施工完毕关闭风源及清理现场施工流程图23 45161-进风顺槽 2-回风顺槽 3-充填艾格劳尼泡沫 4-综采（放）支架 5-采空区 6- 充填艾格劳尼泡沫 2106采煤工作面进回风隅角填充图艾格劳尼泡沫编制袋墙体编制袋墙体艾格劳尼泡沫采空区2100皮带顺槽轨道顺槽中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 138 页 （2）组装艾格劳尼泵及其附件（3）原料按 1：1 的比例被泵吸入活塞，通过输料管，发泡剂经海绵体分配均匀，树脂则从喷头喷向海绵体，迅速反应，在风压作用下脱离喷枪，喷向铁丝网4）施工完毕，用水清洗泵本施工工艺简单、操作方便，现场施工要求不高，能快速、高效地达到目的三、结论：在回风砖墙密闭周围打眼注射罗克休泡沫封堵裂隙，可有效的减少密闭漏风罗克休泡沫封堵密闭及采煤工作面进回风隅角填充艾格劳尼 效果好。

5 巷道掘进期间的防火方案5.15.1巷道自燃危险区域防火处理原则巷道自燃危险区域防火处理原则1）第一类自燃区域（极易自燃区域）a 在掘进过程中，加强巷道支护，且必须对此类巷道表面采取喷涂堵漏措施；b 对巷道高冒区或空硐采取充填堵漏措施；c 对巷道破碎区、废弃巷道、相邻工作面的开切眼、停采线或硐室提前采取注凝胶、胶体泥浆或高分子防火灾材料的措施，进行预处理d 在日常的管理中加强监测和预测，对异常区域，必须再次采用注凝胶或其它胶体的防火灾措施，进行适当的预处理；2）第二类自燃区域（易自燃区域）a 在掘进过程中，必须对此类巷道的表面进行喷浆处理；b 对相邻采空区（顶空或旁侧）预先间断灌注凝胶、胶体泥浆、高分子防火灾材料等，形成间断胶体隔离带；c 采取均压措施，减少相邻采空区漏风量；d 加强监测和预测，出现异常情况后，必须再次采用注凝胶或其它胶体的防火灾措施，进行适当的预处理；3）第三类自燃区域加强监测和预测，出现异常情况后，再采取相应的防火灾措施5.25.2巷道高冒区、顶板离层区和破碎区防火方案巷道高冒区、顶板离层区和破碎区防火方案1）加强巷道支护，对巷道表面喷涂堵漏中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 139 页 喷涂时间：巷道冒顶后 20 天以内；喷涂厚度：50～100mm；喷涂范围：冒顶区域及其前后 10m，顶板需全部喷严，并喷至顶板以下 0.5～1.0m；喷涂材料：喷涂材料为水泥砂浆；喷涂要求：喷射均匀、平整，不留孔洞及缝隙。

2）对巷道高冒区充填粉煤灰凝胶，相邻侧采空区充填复合胶体向巷道顶部和沿空侧施工 2 寸注胶钻孔，钻孔倾角：60～90°；钻孔长度：终孔到实顶；封孔质量：密实、牢固钻孔布置：每排布置钻孔 4个，顶部 1 个，巷道两侧肩窝各一个，相邻采空区 1 个（伸入采空区内1m） ，排距 2～3m；见图 9钻孔施工技术采用灌浆注胶火灾钻孔一次成孔技术图 1.9 巷道顶部注胶充填防火工艺示意图粉煤灰凝胶充填量（高×宽×长×孔隙率×备用系数）为：巷道顶部：3m×5m×3m×0.5×1.2=25m3； 煤柱顶部：3m×5m×3m×0.3×1.2=16.2m3；相邻侧采空区：6m×6m×3m×0.6×1.2=77.76m3；则顶部和肩窝钻孔平均每孔注胶量约为：14 m3；相邻采空区钻孔每孔注胶量为：77.76m3；巷顶充填凝胶材料的配比为：胶体基料浓度大于 10%，粉煤灰量不低于30%，促凝剂用量以控制材料成胶时间为 1 分钟确定注胶充填工艺见下节6 综采面生产期间的防火技术措施对于综采面采空区防火而言，工作面正常回采是最好和最有效的手段， 松散煤体 顶煤 岩石顶板 底板 1311 采空区 松散煤体 ZM -5/1.8D 煤矿用注浆机 3m 胶凝剂 灌浆管 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 140 页 各项防火灾技术只是辅助手段。

各项防火工作的安排与实施，应尽量避免（或减小）对工作面正常推进的影响根据综采面的防火工作重点，生产期间应针对不同的时期采用相应的防火灾技术措施6.16.1开切眼注胶和灌浆开切眼注胶和灌浆1）注胶范围工作面推过切眼 10～15m 后，在开切眼处，沿倾斜方向在进风顺槽侧压注胶体形成一段长约 15m,宽约 10m，高为 8m 的胶体隔离带，如图 10 回风顺槽 1 胶体隔离带 注浆管路 胶体压注机 切眼 胶体隔离带 图 1.10 开切眼注胶范围示意图2）注胶钻孔布置在综采面推过切眼后，在工作面进风顺槽内向采空区切眼顶部施工 2个注胶钻孔，钻孔终孔位于切眼中间，距切眼底板 6m，1#钻孔位于轨顺顶部中间，2#钻孔距轨顺外邦 10m，见图 11 切眼 轨顺 15m 10~15m 1# 1311 综放面 2# 图 1.11 开切眼处的钻孔布置示意图中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 141 页 3）注胶前的准备工作由于综采面回采初期切眼和两巷冒落不实，为减少胶体泄漏，首先用沙土袋（或碎煤袋）封堵端头支架（或过渡支架）后部末冒落实的空洞，如图 7,充填厚度（沿走向）为 2m 左右，高度接顶，然后再通过注胶钻孔压注复合胶体。

2m 顺槽(回风或运顺) 采空区 沙袋 图 1.12 采空区两道沙袋充填示意图4）注胶量及胶体材料用量注胶量大小主要取决于胶体隔离带的宽度、长度、高度和顶板的垮落状况等因素，按下式进行注胶量的计算：Qj=k×h×l×w×n式中，Qj为注胶量 m3；h 为注胶高度，取 8m；l 为胶体隔离带长度，取15m；n 为空隙率，取 0.5；w 为胶体隔离带的宽度，取 10m；k 为注胶有效系数,考虑到胶体的渗流等特性，取 1.2因此，切眼处胶体隔离带所需注胶量为：Qj=1.2×10×8×15×0.5=720m3所需的悬浮剂（JXF1930）用量按下式计算：Wf= Qj×α式中，Wf为悬浮剂用量，kg；Qj为注浆量；α 为配比率，取 1‰故：W=720×1‰×1000=720 kg所需的胶凝剂（FCJ12）用量按下式计算：Wz=Qj×α式中，Wz为胶凝剂用量，kg；Qj为注浆量；α 为配比率，取 0.6‰故：W=720×0.6‰×1000=432kg6）切眼灌浆通过 1#钻孔，向切眼大量灌浆，灌浆时，应尽量提高浆液的粉煤灰含中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 142 页 量，保证浆液的灰水比在 1:2 以上。

若浆液流失量较大，则需改注一段时间的复合胶体，然后再继续灌浆7）在工作面回风顺槽预埋束管取样分析采空区内的气体变化和采空区浮煤自燃性预测6.26.2综采面回采期间的防火措施综采面回采期间的防火措施1）在工作面进风隅角挂设风帘，减少采空区漏风；2）在两条顺槽后部采空区堆积土袋（或砂袋） ，建立防火隔离墙，间距为 60m；3）在综采面进风侧采空区注胶建立胶体隔离带；4）采空区拉管灌浆工作面每推进 60m（切眼推过 20m 或回风流气体超限或工作面推进困难时） ，在上顺支架后方建立厚度约为 2m 的砂袋墙（同时在顶部压入 2 寸的灌浆注胶管） ，封堵采空区内未跨落的巷道，并为采空区注胶创造条件待工作面推过砂袋墙一段距离（且工作面切眼灌浆注胶完成后） ，工作面上端头跨落带与砂袋墙结合充分后，通过砂袋墙顶部压入的注胶管，压注一定量的复合胶体（压注量：10×4×4=160m3） 悬浮剂（JXF1930）用量为：W=160×1‰×1000=160kg胶凝剂（FCJ12）用量为：W=160×0.6‰×1000=96kg图 1.13 采空区拉管灌浆6.36.3综采面停采时的防火技术措施综采面停采时的防火技术措施1）工作面停采前，通过施工钻孔向两道采空区注胶，形成胶体隔离带；2）工作面停采期间，降低工作面风量（约为正常风量的一半） ；3）加快工作面设备撤出速度，应在 1.5 个月内工作面设备全部撤完， 注浆管 胶体压注机 胶体隔离带 沙袋墙 胶体隔离带 50~60m 沙袋墙 采 空 区 胶体隔离带 支 架 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 143 页 并完成封闭，若不能在规定时间内全部撤完，必须做好应急准备工作（注胶管路、设备、注胶材料、打钻机具和套管必须准备到位） ；4）在撤架过程中，加强停采线气体、温度监测和自燃危险性预测；5）经检查或预测，确有自燃危险性时，在危险区域支架间布置钻孔，进行注胶防火灾处理；6）工作面停采设备全部撤出以后，在适当位置近防火闭要求建立密闭，并留设观测孔和注浆管路。

7）采取均压措施，减少停采线漏风，防止停采线浮煤自燃；8）定期（至少每星期检测一次）检测封闭区内气体、温度状况6.46.4综采面临时停采的防火措施综采面临时停采的防火措施综采面需临时停采时，为使综采面临时停采后不出现煤层自然事故，应采取如下技术措施：1）工作面临时停采前三天，在工作面上顺槽施工一道砂袋墙，封堵采空区未跨落的巷道，并向砂袋墙内压注复合胶体 120m3；2）工作面临时停采前，下顺槽施工两个钻孔压注复合胶体 150m3；3）降低工作面风量（约为正常风量的一半） ；；4）综采面停采期间要派专职瓦检员，进行综采面正常的人工检测，发现问题及时汇报，并立即处理5）综采面停采期间，测风员要每天去 1—2 人检查通风系统的稳定性，同时检查综采面所有风门的状况，测定工作面风量，发现问题及时汇报并立即处理6）工作面因假期或难以控制的自燃火灾等原因，停采时间较长时，应对工作面采取封闭注氮措施，并采用束管监测（或人工检测）对封闭区内气体进行定期检测6.56.5工作面停产撤架期间的防灭火工作面停产撤架期间的防灭火当工作面完成回采准备撤架时，顶煤不放并且回采速度较慢，使停采线附近堆积了大量浮煤，超过了煤自燃的极限浮煤厚度。

工作面开始停采后，还要准备撤离支架，其周期也很长因此，停采线自燃危险性较大，停采撤架期间的防灭火措施如下：（1）工作面停采期间，降低工作面风量（约为正常风量的一半） ，采取均压措施，减少停采线漏风，防止停采线浮煤自燃；（2）加快工作面设备撤出速度，应在 1.5 个月内工作面设备全部撤完，并完成封闭，若不能在规定时间内全部撤完，必须做好应急准备工作（注胶管路、设备、注胶材料、打钻机具和套管必须准备到位） ；中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 144 页 （3）在撤架过程中，加强停采线气体、温度监测和自燃危险性预测；经检查或预测，确有自燃危险性时，在危险区域支架间布置钻孔，进行注胶防灭火处理；（4）对“两道”冒落不实的大空洞进行沙袋（或碎煤袋）充填堵漏，降低工作面风量，在满足工作面防瓦斯及防尘要求前提下，准备停采阶段尽量将工作面风量减少（可减少到 500～600m3左右） ，以减少向采空区漏风 回风巷 氧化升温带 10m 15m 支架 采 空 区 15m 钻机窝 25~30m 25~30m 25~30m 下下下下 下下下下下 下下 图 1.14 充填漏风示意图6.66.6主井口防灭火安全技术措施主井口防灭火安全技术措施1、井口范围 20 米范围内严禁烟火。

2、井口范围 20 米范围内必须有消防材料库3、井口范围 20 米范围内必须有齐全的消防管路设施4、井口房附近需用电器焊时，必须有严格的烧焊措施施工过程中有安监人员现场监护，施工完毕后，要对现场严格进行处理，20 分钟后观察无问题后方可离开中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 145 页 5、井口范围 20 米范围内，机电设备要保持完好，无不符合规定的电器设备6、井口范围 20 米范围内，每班必须进行洒水一次，确保井口房附近湿润干燥7、下放大件及其他重材料过程中，要防止猛烈碰撞撞击，以免产生火花8、运送火工品时，要利用设置橡胶板的专用矿车接着运输7 1311 综采面防火灾应急方案7.17.1应急方案实施的技术条件应急方案实施的技术条件1）建立注胶防火灾系统：将灌浆注胶管路辅设到进风顺槽内，准备应急用注胶设备和材料2）建立井下快速打钻下套管系统：准备好火灾钻机（改进型岩石电钻）、煤电钻、可作为套管的 50mm 钻杆、相配套的钻头、以及高压胶管等7.27.2火灾救灾的基本要求火灾救灾的基本要求1）了解《煤矿安全规程》火灾救灾的有关规定2）掌握胶体防火灾系统的使用方法。

3）掌握井下快速打钻下套管技术4）编制火灾气体检测操作规程5）校准现有仪器、仪表，保证火区检测仪器仪表合格、可靠6）注意资料收集和汇总分析7.37.3综采面综采面COCO气体超限应急方案气体超限应急方案1）采取措施（如不放顶煤） ，加快工作面推进速度；2）采用沙袋（碎煤袋）充填上顺槽采空区巷道，减少向采空区的漏风；3）对采空区两道进行封堵和注胶；4）控制工作面风量，减小向采空区漏风；5）采取系统均压措施，升高工作面压力，减少采空区有害气体的涌出7.47.4巷道自燃火灾应急方案巷道自燃火灾应急方案一旦发现巷道自燃火灾，必须按照《煤矿安全规程》的有关规定，立即采取措施控制火势的发展，并上报矿调度室，成立火灾救灾指挥部，组织制定火灾方案，指挥井下火灾救灾工作1 控制火势a）用水直接扑灭巷道表面明火，打钻注水、灌浆，并应用火区快速控中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 146 页 制系统注胶控制火势发展；b）设专人检测火区及其下风侧 CO、CH4和 O2等气体变化情况，并随时汇报；c）根据气体变化情况，确定是否撤出火区下风侧人员和设置警戒2 判定巷道自燃火区范围及严重程度a）根据巷道气体监测数据，判定火势；b）采用红外测温仪测定巷道表面温度，推断高温区范围；c）在可自燃区域打钻探测，确定火区范围和严重程度。

3 确定注胶火灾范围及注胶量根据判定出的巷道火区范围和严重程度，确定注胶火灾范围，并初步估计总的火灾注胶量4 布置注胶钻孔注凝胶根据确定的注胶范围，从火区上风侧开始布置注胶钻孔，钻孔间距为2～3m，长度为 4～6m，倾角 60 度，下 2 寸套管，并用水泥和海带封孔注胶材料选用水玻璃凝胶，其材料及配方如为：基料（水玻璃）10%；促凝剂（碳酸氢氨或碳酸氢钠）3%5 气体检测采用色谱和现场观测定期检测火区气体变化情况7.57.5采空区自燃火灾应急方案采空区自燃火灾应急方案综采面推进速度较慢时，可能出现采空区自燃火灾一旦出现该类自燃火灾，必须按照《煤矿安全规程》有关规定组织火灾救灾工作1 确定火区距工作面的距离和火势大小根据工作面温度及气体分析，判断采空区高温区域位置和距工作面的深度和火势大小，并采用相应的应急方案a）若自燃区域离工作面距离小于 20m，则停止推进，采用注水注胶直接火灾b）若自燃区域离工作面距离大于 20m，则加快工作面推进速度c）若工作面自燃火灾难以控制时，应立即断电、撤人，建立临时密闭，制定并实施相应的火灾启封方案2 近距离采空区自燃火灾方案a）用水控制火势：一旦发现工作面自燃火灾，立即用水直接扑灭工作面表面明火，控制火势发展，同时停止工作面生产，降低工作面供风量，并做好注胶前的准备工作。

b）布置注胶钻孔注凝胶：在工作面架间（或在工作面煤壁施工钻机窝），向支架顶后部采空区布置注胶钻孔，钻孔终孔位于支架顶 2～3m，终孔间距 2～3m下套管并用水泥或海带封孔，套管直径为 1 寸，每节长度为中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 147 页 1.5m，端头为管螺纹；套管联接采用管箍钻孔中第一节套管为花管，花管由套管加工而成，即每隔 10cm 钻一个 φ15mm 的孔，并均匀分布在套管圆周的各个方向注胶材料选用水玻璃凝胶，其材料及配方如为：基料（水玻璃）10%；促凝剂（碳酸氢氨或碳酸氢钠）3%c）加强气体检测：在注胶火灾过程中，必须设专人检测工作面、回风隅角和回风流的气体变化情况3 远距离采空区自燃火灾方案1）不放顶煤，加快工作面推进速度2）采用沙袋（碎煤袋）充填上顺槽采空区巷道，减少向采空区的漏风；3）对采空区两道进行封堵和注胶；4）控制工作面风量，减小向采空区漏风；5）若工作面气体较高，人员无法进行工作，则采用系统均压，升高工作面压力，减少采空区有害气体的涌出量，保障工作面有害气体在生产允许的范围内7.67.6旧巷自燃形成的火灾应急方案旧巷自燃形成的火灾应急方案由于工作面超前压力或矿压作用，旧巷中的密闭压裂，且顺槽顶煤压酥或冒落，受相邻采空区自燃火灾影响，形成本工作面自燃火灾。

根据顺槽在掘进期间巷道顶煤及旧巷中设置测点所测的气体、温度情况，分析确定火区在巷道顶煤还是在相邻采空区若为巷道顶煤自燃火灾，则其处理方法与巷道自燃火灾应急方案类似；若为相邻采空区自燃火灾或联络巷煤柱火灾，则采取以下技术方案1）应用均压系统，调节工作面压力，减少有害气体向工作面的涌入2）在顺槽中向采空区旧巷或火区处布置注胶钻孔，压注复合胶体，根据气体观测资料，分析确定火区范围，初步估计注胶量3）若自燃区域在相邻采空区，则注胶的主要目的是在联络密闭附近建立胶体隔带；若自燃区域已扩展到本面顺槽，则注胶范围应为联络巷以下的高温区域4）在顺槽向需注胶范围内布置注胶钻孔，终孔位于联络巷顶部，终孔间距为 2m采用改进的岩石电钻（火灾钻机） ，打钻下套管一次完成5）注胶工艺选择多功能灌浆注胶系统，注胶材料选用复合胶体，其材料配比为：悬浮剂 1‰，胶凝剂 0.6‰6）在注胶火灾过程中，采用束管监测系统（或设专人人工检测）监测上隅角和回风顺槽中气体的变化情况，掌握自燃火势发展和注胶火灾效果中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 148 页 7）注胶火灾后，应采取措施加快工作面推进速度。

7.77.7进度安排进度安排第一阶段：试验阶段通过在 1311 沿空运顺内布置观测钻孔，并进行观测，掌握沿空巷道松散煤体自然发火的观测方法，以及沿空巷道及相邻采空区煤层自然发火的规律；在 1311 相邻采空区停采线施工灌浆注胶钻孔，并向 1305 综采面停采线压注稠化胶体、复合胶体和凝胶，熟悉并掌握快速打钻技术和胶体防火灾系统的使用第二阶段：实施阶段1311 综采面防火灾方案的实施编写项目总结报告和项目验收7.87.8所需仪器设备及材料所需仪器设备及材料根据古城煤矿煤层火灾监测及早期预报的要求，需配备的系统、仪器及设备见附表 19根据古城矿 1311 综采面防火灾方案第一阶段试验所需达到的目的——熟悉并掌握快速打钻技术和胶体防火灾系统的使用，需准备的防火灾设备及材料如附表 20中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 149 页 附表附表 1 钻孔处巷道参数及原岩温度记录表（1311 上顺/下顺）测点编号 施工日期 危险类型 巷道形状 支护形式 几何尺寸 原岩温度 浮煤厚度 破碎程度描述1附表 2 钻孔日常观测记录表（1311 上顺/下顺） 时间： 年 月 日 时测点编号风流温度 (℃)CO(ppm) CO2(%)O2(%)CH4(%)t(℃)到掘进头的距离(m)巷道风量（m3/min）1附表 3 钻孔气体采样色谱分析记录表（1311 上顺/下顺）测点编号O（%） N2（%）CO(ppm)CO2(%) CH4(%) C2H6(ppm)C2H4(ppm) C3H8(ppm) 备注1附表 4 巷道回风流气体监测预报表CO 浓度C2H6C2H4C3H8预报结果无无无无正常1～10ppm无无无存在发火隐患10～24ppm无无无发生自燃隐患无无无煤温已超过临界温度有无无煤温已超过干裂温度>24ppm有有有有高温或明火附表 5 巷道煤体钻孔内气体监测预报表CO 浓度C2H6C2H4C3H8预报结果<24ppm无无无正常24～50ppm无无无存在自燃隐患50～500无无无发生自燃隐患中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 150 页 有无无煤温已超过临界温度ppm有有有煤温已超过干裂温度>500ppm有有有有高温或明火附表 6 工作面日常观测记录表附表 71311 综采面回风隅角束管监测记录表日期 分析时间O2（%）N2（%）CO (ppm)CO2(%)CH4(%)C2H6(ppm)C2H4(ppm)C3H8 (ppm)备注附表 81311 综采面回风流束管监测记录表日期 分析时间O2（%）N2（%）CO(ppm)CO2(%)CH4(%)C2H6(ppm)C2H4(ppm)C3H8(ppm)备注附表 91311 综采面回风隅角气体采样色谱分析记录表日期 采样时间O2（%）N2（%）CO(ppm)CO2(%)CH4(%)C2H6(ppm)C2H4(ppm)C3H8(ppm)备注附表 101311 综采面回顺出口 50m 气体采样色谱分析记录表日期 分析时间O2（%）N2（%）CO(ppm)CO2(%)CH4(%)C2H6(ppm)C2H4(ppm)C3H8(ppm)备注附表 11 工作面回风隅角支架后部气体监测预报表CO 浓度C2H6C2H4C3H8预报结果<24ppm无无无正常24～50ppm无无无存在发火隐患无无无发生自燃隐患有无无煤温已超过临界温度50～500ppm有有有煤温已超过干裂温度地点CO(ppm)CO2 (%)O2 (%)CH4 (%)t (℃)备注进风端头风帘后20#架后40#架后60#架后80#架后100#架后回风隅角面回顺出口 50m中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 151 页 >500ppm有有有有高温或明火附表 12 回风流气体监预报表CO 浓度C2H6C2H4C3H8预报结果无无无无正常1～10ppm无无无存在发火隐患10～24ppm无无无出现自燃隐患无无无煤温已超过临界温度有无无煤温已超过干裂温度>24ppm有有有有高温或明火附表 14 采空区气体监测预报表CO 浓度C2H6C2H4C3H8预报结果<24ppm无无无正常24～50ppm无无无存在自燃隐患无无无发生自燃隐患有无无煤温已超过临界温度50～500ppm有有有煤温已超过干裂温度>500ppm有有有有高温或明火附表 15 密闭内气体监测预报表O2浓度COC2H6C2H4C3H8预报结果<24ppm无无无正常24～50ppm无无无发生自燃隐患无无无煤温已超过临界温度有无无煤温已超过干裂温度>12%>50ppm有有有有明火<50ppm无无无正常无无无发生自燃隐患有无无煤温已超过临界温度<12%>50ppm有有有煤温已超过干裂温度附表 16 原产品技术参数表序号 基本成分树脂催化剂备 注1密度（g/m3）1.21.520 oC 状态2混合率（比例）44体积比3存储期限（月）31220 oC 状态4存储温度（oC）5-205-40 oC中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 152 页 附表 17 聚合产品—罗克休泡沫的技术参数序号树脂催化剂1应用温度（oC）15252反应时间（分钟）523膨胀率（倍）25～3025～30410% 变形时压力（mpa）0.1～0.20.1～0.25防火性无火焰蔓延无火焰蔓延附表 18 采用多功能气泵注射罗克休泡沫封闭密闭时常用设备及材料序号设备材料名称规格型号数量产品来源备注1多功能气动注射泵1 台浩珂伟博公司2注射管￠25mm×1000mm30 根根据需要自备3注射花管￠25mm×1000mm30 根浩珂伟博公司4注射枪1 把浩珂伟博公司5接 头￠20mm×1.5mm10 套浩珂伟博公司6丝 套￠25mm×1000mm10 套浩珂伟博公司7树 脂每桶 25kg40 桶浩珂伟博公司8催化剂每桶 29kg10 桶浩珂伟博公司9压风管路根据需要自备P=4～7kg附表 19 古城煤矿煤层火灾监测及早期预报所需仪器设备明细表序号123456789 1011名 称束管监测系统安全监控系统红外测温仪CO便携仪光学瓦检仪两用仪束管煤电钻6 分套管万用附表/电阻附表铂电阻探头附表 20 古城煤矿 1311 综采面防火灾所需设备及材料明细表中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 153 页 序号1234567名 称煤矿用注浆机注浆火灾一次成孔钻具水玻璃碳酸氢钠稠化悬浮剂胶凝剂注胶混合器和分流器结　语古城矿以矿井火灾的内因因素和外因因素为出发点，结合矿井的地质条件和煤体自然发火的规律制定了预防和处理矿井火灾的各项措施。

以煤层火灾特点、自燃特性和现场观测为基础发，从矿井火灾的检测到矿井火灾的治理再到矿井火灾的预防和治理以及应急措施综合防治矿井火灾事故总的指导思想“抓住重点、预防为主、防治结合、合理有效、操作性强、节约资金” 1）以综放面火灾特点、煤自燃特性和现场观测参数为基础，分析判定综放面煤层发火条件和危险区域，根据判定和预测结果，有的放矢地提前采取防火措施可以提前发现火源把火灾消灭在萌芽期2）在分析综放面煤层火灾防治重点的基础上，利用束管监测、安全监控和人工采样与检测，分析综放面掘进和回采过程中，重点防治区域的气体和温度变化情况，早期发现和预报煤层火灾，制定有效的防灭火措施，消灭火灾于萌芽状态3）结合综放面实际条件和各种防灭火技术的特点，以灌浆、注胶防灭火技术为主要手段，因地制宜，合理地运用堵漏、均压、灌浆、注胶及矿井应急防灭火技术，对综放面煤层火灾及巷道火灾进行综合防治并有效的纺织了矿井火灾的进一步蔓延4）矿井采用事故处理措施和应急措施使事故发生时的灾害降低到了最低本设计适合矿井的安全生产，能够有效的防治矿井火灾的发生中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 154 页 参考文献[1].中华人民共和国建设部，中华人民共和国国家质量监督检验检疫总局。

《煤炭工业矿井设计规范》 ，北京：煤炭工业出版社，2005[2].徐永祈：《采矿学》 ，徐州：中国矿业大学出版社，2003 [3].陈昌荣：《地质学基础》 ，徐州：中国矿业大学出版社，1994 [4].范天吉：《煤矿通风综合技术手册》 ，吉林音像出版社，2003[5].陈炎光、徐永祈：《中国采煤方法》 ，徐州：中国矿业大学出版社，1991[6].冯昌荣：《煤矿矿井采矿设计手册》 ，北京：煤炭工业出版社，1984[7].赵以蕙：《矿井通风与空气调节》 ，徐州：中国矿业大学出版社，1990.12[8].徐瑞龙：《通风网络理论》 ，北京：煤炭工业出版社，1996[9].王省身：《矿井灾害防治理论与技术》 ，徐州：中国矿业大学出版社，1989[10].全国自然科学名词审定委员会：《煤炭科技名词》 ，1996[11].《综采设备管理手册》编委会：《综采设备管理手册》 ，北京：煤炭工业出版社，1994[12].能源部：《煤矿安全规程》 ，北京：煤炭工业出版社，1992[13].煤炭部：《煤炭工业设计规范》 ，北京：煤炭工业出版社，1979[14].洪晓华：《矿井运输提升》 ，徐州：中国矿业大学出版社，2000[15].东兆星、吴士良《井巷工程》 ，徐州：中国矿业大学出版社，2004[16].黄元平：《矿井通风》 ，徐州：中国矿业大学出版社，1995[17].林在康：《井筒断面图册》 ，徐州：中国矿业大学出版社，2003[18].林在康：《巷道断面图册》 ，徐州：中国矿业大学出版社，2003[19].林在康：《井底车场图册》 ，徐州：中国矿业大学出版社，2003 [20].林在康：《风机装置性能图册》 ，徐州：中国矿业大学出版社，2003[21].王省身、张国枢：《矿井火灾防治》 ，徐州：中国矿业大学出版社，1990中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 155 页 [22].张国枢：《矿井安全学》 ，徐州：中国矿业大学出版社，2000翻译部分英文原文THE USE OF INERT GASES1. The fire triangle and the combustion processPerhaps the most basic precept in firefighter training is the fire triangle shown on Figure 1.1 This illustrates that the combustion process which we term "fire" requires three components: fuel, heat and oxygen. Remove any one of these and the fire will be extinguished. The fuel may be solids, liquids or gases. The liquids and gases might be introduced into the mine environment at ambient temperature by natural or mining processes, or may be produced by heating solid materials.Figure 1.1 The fire triangle中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 156 页 Whenever a solid or liquid is heated to a sufficiently high temperature (flashpoint), it will produce a vapour that is capable of being ignited by a flame, spark or hot surface which has the required concentration and duration of thermal energy. Gasoline has a flashpoint of -45 degrees C while most commonly available solids require the application of a flame for them to reach flashpoint. The ignition temperature of any given substance is the lowest temperature at which sustained combustion is initiated. Flaming is the process of rapid oxidation of the vapours accompanied, usually, by the emission of heat and light. In the case of self-sustained burning, that heat is sufficient to raise the temperature of the newly exposed or surrounding areas of surface to flashpoint. However, combustion can continue at a slower rate without flaming through the process we know as smouldering. In this case, the oxidation process continues on the surface of the material and produces sufficient heat to be self sustaining, but not enough to cause the emission of vapours in the quantity required for flaming combustion.The oxygen which forms the third side of the fire triangle is normally provided by the air. Flammable liquids such as the oil of a flame safety lamp will cease to burn when the oxygen content of the air is reduced to some 16 per cent. Flaming combustion of all kinds is extinguished at oxygen contents of 10 to 12 per cent while smouldering is usually terminated at oxygen concentrations below 2 per cent. However, some materials may contain sufficient inherent oxygen for slow combustion to continue at even further reduced levels of atmospheric oxygen. Coupled with the low values of thermal conductivity of crushed material, this can result in "hot spots" lying dormant in abandoned areas for long periods of time, but capable of re-ignition if a renewed air supply is admitted subsequently.2. THE USE OF INERT GASESThe injection of inert gases to assist in the control of subsurface fires has been undertaken since, at least, the 1950's. However, from 1974, significant developments in the deployment of nitrogen took place in Germany. The technique has become commonplace in coal mining areas where spontaneous combustion occurs frequently. The overall purpose of injecting an inert gas is to reduce the oxygen content in order to prevent or inhibit combustion. The objectives may further be classified as follows:To prevent concealed heatings in zones that are highly susceptible to 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 157 页 spontaneous combustion.To reduce the risk of explosions during sealing or stopping-off procedures.To accelerate the development of an inert atmosphere in a newly sealed zone and to prevent the creation of an explosive mixture when it is re-opened.To control the propagation of an open fire during rescue, firefighting and sealing operations.Three types of gases have been used in the procedure for which the term inertization has been coined; carbon dioxide, products of combustion and nitrogen. In this Section we shall discuss the employment of these gases in addition to methods of application and control.2.1 Carbon dioxideCarbon dioxide has a density of 1.52 relative to air. This makes it particularly useful for the treatment of fires in low-lying areas such as dip workings or inclined drifts. However, the same property can render it difficult to control in horizontal workings. A 20 t tanker of liquid carbon dioxide will produce some 9000 m3 of cool gas. The liquid form may be piped into the area where it is required and expanded through an orifice or, indeed, injected directly into a localized heating. In both cases, the gas removes heat from the fire as well as promoting an inert atmosphere. However, piping the liquid carbon dioxide can give rise to freezing problems as well as difficulties in handling the pipes.The use of carbon dioxide as an inerting gas has several other disadvantages. It is quite soluble in water and can suffer some loss in wet conditions. More significant perhaps, is the fact that it adsorbs readily on to coal and coked surfaces, even more so than methane. When exposed to incandescent carboniferous surfaces it may be reduced to carbon monoxide. Furthermore, it is considerably more expensive than nitrogen.2.2 Combustion gasesFollowing the sealing of a fire zone, gases produced by the combustion processes, combined with the consumption of oxygen, will produce an extinguishing atmosphere. However, it may be rich in combustible gases and become explosive if air is subsequently re-admitted . The products of full 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 158 页 combustion, primarily mixtures of carbon dioxide, nitrogen and water vapour, have been employed as an injected inert gas. Flue gas from burning coal has been used in China while modified jet engines have been employed in Poland, Russia and Czechoslovakia. The latter method involves burning kerosene at rates of some 0.7 kg/s to produce 30 m3/s of inert exhaust gases. These are cooled by large quantities of water and admitted into the fire zone. The engine produces a power output of about 30 MW which can be usefully employed. Where the law allows the underground use of a jet engine or where it can be employed on surface for a drift mine, then the large output of inert exhaust gases makes it attractive. However, it nullifies the employment of gas analysis as a means of following the progression of the fire, the capital cost is high and a highly specialized team is required to operate and maintain it.2.3 NitrogenLiquid nitrogen is the basis for the majority of inertization schemes now employed for subsurface fires. Again, the liquid gas is supplied in tankers of, typically, 20 t capacity giving about 16500 m3 of gas. For continuous operation throughout a period of gas injection, the tankers may unload into a bulk storage vessel of up to 40 t capacity and which has been brought to the mine surface.Due to the low boiling temperature of nitrogen, the liquid must be evaporated before piping it into the mine. Figure 2.1 indicates the principle of a mobile evaporator which, again, has been brought to the mine for the emergency period. Typically, two water circuits are employed; a primary circuit using atmospheric heat and secondary heaters powered by electricity or liquid/gas fuels. The gaseous nitrogen passes through a bank of controllers before entering the mine pipeline. A subsidiary nitrogen line provides a feedback to maintain a constant pressure in the storage vessel. The maximum gas feed rate into the mine depends upon the duty of the evaporator but may, typically, be within the range 1 to 6 m3/s.中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 159 页 Figure 2.1 Simplified schematic of a mobile nitrogen evaporatorLiquid nitrogen is a bye-product of the commercial production of oxygen and is much less expensive than liquid carbon dioxide. Furthermore, it is not so soluble as the latter, does not adsorb so readily on carbon surfaces and with a density approximating that of air, mixes readily without stratification.2.4 Methods of application and controlIn order to assess the volume flow of inert gas required, the rate of oxygen supply to the fire may be determined from the inlet oxygen concentration and a measured or estimated airflow. It is then a straightforward calculation to determine the flow rate of inert gas required to dilute the oxygen down to 10 per cent in order to extinguish flaming combustion, or to less than 2 per cent to suppress smouldering.The inert gas may pass into the mine via water or compressed air pipes commandeered for the purpose. Alternatively, gas feed boreholes may be drilled from the surface to intersect a fire zone. Perhaps the most difficult aspect of inertization is controlling dilution of the inert gas by air leakage. If leakage air enters in significant quantity between the gas injection point(s) and the fire, then the technique may fail. It follows that inertization is most likely to succeed where the fire is in a single entry with no leaking crosscuts or, in the case of a concealed fire, where the air inlet points have been well defined. Conversely, multi-entry 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 160 页 systems offer a greater opportunity for dilution of the inert gas. Although the employment of inert gases can create difficulties in interpreting the analyses of gas samples taken downstream from the fire, it is usually possible to detect whether the fire is being suppressed. If there is no noticeable effect on an open fire within an hour or two then potential air leakage points should be investigated. Additional stoppings or pressure management techniques may be required to reduce the inward leakage.For the control of spontaneous heatings in the goaf (gob) areas of longwall mines, the location of the fire and air entry points should first be established . Furthermore, a knowledge of air migration paths in goaf areas is invaluable .Injection pipes should be inserted from the airways or working face into the inlet zones, using boreholes if necessary. The volume flowrates of inert gas required are usually much lower for spontaneous heatings than for open fires. However, the reaction may be slower. Indeed, the monitored concentrations of carbon monoxide and methane may increase for up to 36 hours as the inert gas displaces those gases from the fire zone. A steady nerve is useful at such times. When the carbon monoxide concentration begins to fall, that can be used as a controlling guide to the required injection rate of the inert gas. Oxygen concentration in the return airways downstream from goaf (gob) inertization should be monitored to ensure that it remains above the relevant mandatory limits (19 to 19.5 per cent).For coal mines with a history of recurring spontaneous combustion, the trend is towards establishing a permanent nitrogen "fixing" plant on the surface. The lower grade of nitrogen produced by this method is of little consequence for inertization. A permanent network of nitrogen pipelines throughout the working sections of the mine then allows the gas to be fed at a relatively low rate but continuously from each longwall face into the caved zone. Properly designed, this creates an inert atmosphere throughout the critical zones . As a further projection to future developments, the infrastructure is then in place for complete inertization of the working face when the techniques of automation and remote control make that cost effective.Where inertization is having a beneficial effect it is important that it be maintained for as long as required. While a deeply seated fire can be controlled by an inert gas, it will seldom be cooled sufficiently to extinguish it. Hence, premature cessation of the operation may result in a rapid escalation of the fire. 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 161 页 Similarly, injection into a sealed area should be continued until the oxygen content falls below 2 per cent.中文译文惰 性 气 体 防 灭 火1. 火灾火灾三角形三角形与火灾过程与火灾过程 在灭火培训中，有一个最基本的概念是火灾三角形（如图 1.1 所示） 。

从图中可以看出，燃烧过程，也就是我们通常说的火灾，需要三个必要条件：可燃物、热源和氧气（或者空气） 如果将这三个条件中任意去掉一个或者两个，那么火灾就不能够发生，或者正在发生的火灾也会自动熄灭可燃物可以是固体、液体和气体矿井中的液体和气体可能是在矿井正常环境温度情况下在开采过程中自己产生，也可能是由于加热固体而产生的中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 162 页 图图 1.1 火灾三角形火灾三角形 当固体和液体被加热到足够高温度时（闪点温度） ，就将产生蒸汽，这些蒸汽可以被火焰，火花或者高温表面点燃，但是需要有持续的足够的热能汽油的闪点是 45℃，而一般的可燃固体却需要通过火焰加热使其达到闪点任何给定物质的点火温度是开始稳定燃烧的最低温度点燃烧通常是可燃物热解产生的可燃性的快速氧化，并伴随着发热发光的过程在持续燃烧情况下，燃烧产生的热量足够使可燃物暴露在氧气中的部分温度上升到闪点在特殊情况下，燃烧可以以很缓慢的燃烧速率进行，这种燃烧没有火焰，我们通常称之为低温干馏这种燃烧在物体表面进行，生成一定的热量使得这种反应得以持续下去，但是不能产生足够的可燃气体而形成有焰燃烧。

氧气是构成燃烧三角形的第三边，经常是由空气提供的易燃性液体，例如用油类作为燃料的安全灯将会在氧气浓度降低到 16％时熄灭所有的有火焰的燃烧都会在氧气浓度低于 10－12％时候熄灭，但是低温干馏性的燃烧却要在氧气浓度低于 2％时才会熄灭另外，某些物质自身含有足够的氧，并在空气中氧浓度降低时释放出来使燃烧缓慢地持续下去对于某些传热能力很差的呈破碎状堆积的物质来说，在氧气的较长时间的氧化下在这些物质内部某一区域可能出现高温现象，一旦有新鲜空气进入高温就可能会燃烧起来2. 惰性惰性气体气体防灭火防灭火自从 20 世纪 50 年代（Herbert，1988）以来，惰性气体防灭火的方法就已经开始采用了从 1974 年以来，注氮气防灭火首先在德国的发展比较显著这一技术在防治矿井自燃火灾方面用得极为普遍（Both，1981） 注氮的主要目的在于降低氧气的浓度以防止或者抑制燃烧可将注氮的防灭火作用中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 163 页 归纳如下：1）防止具有高度自燃威胁性的区域内煤发生自热现象；2）降低在密封过程和启封时可能发生的爆炸危险性；3）加速新封闭区域内气体惰化和防止开启时密闭区域内的气体由于与大气的混合而爆炸。

4）在外因火灾中的救灾，灭火和密封等过程中控制火势的发展可以被用作矿井防灭火的惰性气体主要有这三种：CO2、燃烧产生的气体和氮气在这一节中，我们将介绍这些惰性气体及其防灭火应用和在使用过程中对这些气体的控制2.1 二氧化碳二氧化碳二氧化碳的密度相对于空气是1.52这使其能够用来对付发生在位置较低处的火灾，例如在倾斜工作面和有坡度的巷道（Froger，1985） 但是，也同样由于其密度比空气重的原因，二氧化碳控制水平工作面的火灾不是很理想满载重20吨槽车的液态二氧化碳气化后将生成900m3的低温二氧化碳液态二氧化碳可以用管子注入火区，并通过漏孔扩散或者直接注入自热区在所有情况下，二氧化都将带走火区的热量并且促使火区内形成惰性的气体环境但是，如果用管路注二氧化碳的话有可能会发生冻结现象，这将对管道的维护造成困难利用二氧化碳作为惰性气体还有其它缺点二氧化碳易溶于水，因此在潮湿的环境下要损失部分气态二氧化碳更为显著的现象是二氧化碳比较容易吸附在煤体和烧焦的煤炭上，甚至比瓦斯的吸附性更强当二氧化碳与燃烧成白炽的碳化物的表面相接触时，二氧化碳就生成一氧化碳另外，二氧化碳的成本高于氮气2.2 燃烧气体产物燃烧气体产物将火区封闭后，仍然继续的燃烧仍将产生烟气，并与剩下的氧气相混合，形成可以使火灾熄灭的气体环境。

但是，这样的混合气体可能富含大量的可燃性气体，如果有新鲜空气进入的话，就可能发生爆炸在充分燃烧的情况下，产生的烟气的主要成分是二氧化碳，氮气和水蒸气，这样的混合气体可以作为注入火区的惰性气体在中国，有利用煤燃烧产生的烟道气作为该种类型的惰性气体；而在波兰、俄罗斯和捷克斯洛伐克却利用喷气式发动机产生的烟气（Strang，1985） 后一种方法中，也有使用燃烧煤油的方法，当以0.7kg/s的燃烧速率时，将会产生30m3/s的惰性烟气同中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 164 页 时要大量的水来冷去烟气，然后将烟气注入火区发动机还会同时产生大约30MW的电力，这些电力可以作其它用途规程也允许在矿井中使用喷气式发动机，在开采煤层埋藏深度较浅的矿井中，也可以将发动机放在地面所以，用该种方法制大量烟气是较受欢迎但是，采用这种方法，为了解火区情况的气体分析就变得没有任何意思了，并且改种生产惰性气体的成本较高，需要有专业的技术人员来操作和维护2.3 氮气氮气由于氮气的物化性质的不活泼使得其广泛的用于矿井防灭火20T液氮槽盛装的液氮气化后可以形成大约16500m3的气氮。

为了在一定时间内能够持续的注氮，必须在矿井地面上预备装有40T液氮的液氮槽，然后用体积较小的容器分装运送到注氮气地点由于液氮的沸点较低，在注入火区时，液氮已经气化为气氮了如图21.11所示为移动式液氮气化注氮系统，这种系统可以在发生紧急情况时移动到井下在该系统中有两个水循环系统；第一个水循环系统由空气对其加热；另外的一个为水循环系统，采用电加热或者用液态、气态燃料进行加热在进入注氮管路以前，气氮要先通过一个控制箱辅助注氮管用来反馈氮气压力值来保持氮气在储存箱压力为一恒定值最大注氮速率是由液氮蒸发器来控制的，一般在1～6m3/s在制造液氮过程中会得到一种副产品，这就是氧气，并且液氮的成本远远低于液体二氧化碳另外，氮气被固体的吸附性能也比二氧化碳低，不会很轻易的被吸附在炭的表面，并且其浓度与空气相差不大，可以很容易与空气混合，不会形成层化的氮气层中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 165 页 图图2.1 移动式液氮气化装置示意图移动式液氮气化装置示意图2.4 注惰性气体应用方法和控制注惰性气体应用方法和控制为了确定需要注入的惰性气体的量，就需要估计和测量进入火区的氧气浓度和进风速率。

当直接用估计方法来决定注入惰性气体量的时候，为了能够将火灾窒息，要保证将氧气浓度稀释到10％以下，要将阴燃完全熄灭时，氧气浓度应该低于2％为了将惰性气体送到灭火地点，可以使用送水管路或者输送压缩空气管路来输送惰性气体在某些情况下，可用在地面上打钻孔的方法从地面将惰性气体注入到火区（例如，Zabrosky和Klinefelter，1988） 影响注惰性气体效果较大的因素是漏风对注入惰性气体的稀释作用如果漏风口在火区和注氮口之间的话，那么注氮就可能起不到什么作用如果火灾中只有一个进风通道，没有其它交叉的漏风情况，那么注氮效果将会很好；在内因火灾中，如果能够确定漏风通道入口，将有助于注氮灭火成功相反，如果存在多漏风通道的话，那么就提供了多种稀释注入惰性气体的途径虽然应用惰性气体防灭火同样会对在风流下侧取气样进行分析造成困难，但是却可以从中分析出是否火灾被控制了对于外因火灾，如果在注入惰性气体一两个小时后还没有明显的效果的话，那么就应该立刻检查是否存在漏风通道同时也需要密闭和压力等控制方法来减少向火区内的漏风为了控制发生在采空区内的内因火灾，必须首先确定火区位置和漏风中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 166 页 通道。

另外，认识到空气在采空区内的流动规律也是非常重要的从巷道或者工作面注惰性气体的管子应该渗入到采空区内气流进入处，如果有必有，还应该打一些钻孔以使管子能够插入对自燃火区注氮时，氮气的注入速率往往要小于在外因火灾情况下但是内因火灾注氮的效果不是一下就能够显示出来实际上，对CO浓度和瓦斯浓度的监视显示往往是在开始36小时内是升高的，这是因为惰性气体进入火区后将会把CO和瓦斯质换出来在这种情况下，保持镇定是很有必要的当CO浓度开始下降时，可以参考CO的浓度来调整注入惰性气体的速率对采空区惰化区域的回风风流的氧气浓度也需要进行监测，以确定是否仍然保持在强制制订的相对浓度范围内（19～19.5％） 对于经常发生煤炭自燃的矿井来说，应该在矿井地面建立一永久氮气制备站这种制备氮气的方法可能级别较低，注氮惰化的效果不是很好但是，可以建立永久性的注氮管网，使注氮管路到达所需的工作面区域，以较慢速率但持续地向采空区注氮只要注氮措施得当，就能够使火灾危险区域形成惰性的气体环境随着该项技术的不断发展，已经可以通过远程自动控制对工作面进行完全惰化，这使该项技术更具有价值利用惰化火区的措施进行防灭火是非常有效的，也是很重要的一种防灭火手段，特别是在火灾关键时候。

但是，当火区的埋藏得比较深的时候，可以用惰性气体来控制住火势，但是很少能够将火区完全冷却，使火灾被彻底熄灭因此，不恰当地停止注氮会使火灾快速发展并扩大范围同样，在对内因火区注惰性气体时，应该持续注入惰性气体直至火区内的氧气浓度降低到2％以下为止 中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 167 页 致 谢尊敬的各位老师您们好，感谢你们在百忙之中评阅我的设计当你们评阅完我的设计的时候对于我来说就是一个崭新的开始，从此我的大学生涯将画上一个圆满的句号从此我即将开始了另一种生活此时此刻我既有对大学生活的怀念又有对未来生活的向往，这也许是我在大学里的最后一份答卷我希望这最后一次答卷能够让我自己也让您满意我将带着这份满意离开我生活了四年的学堂，我将带着对深情热爱的校园的眷恋和对你们的感激走进另一种生活感谢矿大感谢学院感谢我们敬爱的老师感谢我们的兄弟姐妹，还要感谢这次设计所有的老师我特别珍惜和重视这次设计，它不仅是对我以前所学知识的一种肯定又是对我大学四年的一个验证从毕业实习那时起我就积极的收集设计相关的资料积极在现场学习和我们学习相关的技术经验虽然有很多不懂的地方，但是也挡不住我学习的热情。

这也为我的这次设计提供了大量的现场经验和技术经验尤其对我的这次设计提供了大量的现场资料，为我做好这次设计奠定了材料基础从设计那天起不知不觉的已经过去三个多月了，这一段时间我不断的学习和了解设计的相关知识和问题，从刚开始时的不知道从何入手到后来的理解经历了一个很艰难的过程，遇到了很多问题，学到了很多东西，感觉把平时学的东西都复习了一遍这段时间我感觉到了自己的知识的匮乏和欠缺，但我也学会了收集资料的重要性，经过本次设计我的整体的知识有了很大的提高这一段时间我每天忙碌在设计之中，精心探求设计的每一个角落，但由于我个人能力有限总有一些很难达到的效果，截止今天我的设计还是有一些需要改进的地方， ，还望老师多多指教学生一定加以优化 最后再次感谢我们的学校领导学院领导和各位评阅老师希望一切顺利。