本科毕业设计__平安煤矿通风与安全设计矿井通风与安全课程设计.doc

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本科毕业设计设计题目：贵州省桐梓县平安煤矿通风与安全设计系别：矿业工程系专业：安全工程班级：2012级学号：000000000学生姓名：akesu指导教师：习近平2015年05月23日 第1页六盘水师范学院本科论文（设计）六盘水师范学院本科毕业论文（设计）诚信责任书本人郑重声明：本人所呈交的毕业论文（设计），是在导师的指导下独立进行研究所完成的。毕业论文（设计）中凡引用他人已经发表或未发表的成果、数据、观点等，均已明确注明出处。特此声明。论文（设计）作者签名：日期： 第4页六盘水师范学院本科论文（设计）目录目录1摘要4ABSTRACT5前言6第一章矿井概况及安全条件71.1井田概况71.1.1矿井位置及交通情况7地形地貌7气象71.1.2主要自然灾害81.2安全条件9地质特征9煤层及煤质11矿井瓦斯等级、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性11水文地质12第二章矿井开拓与开采142.1埋深及开采条件14井田开拓142.2开采储量及服务年限16第三章瓦斯灾害防治223.1煤层瓦斯涌出量计算223.1.1工作面可抽放量计算和抽放必要性可行性论证253.2煤层瓦斯抽放方法设计283.2.1抽放方法的比较和选择283.2.2抽放钻孔参数确定28绘制抽放钻孔布置平面图和剖面图293.3采掘工作面瓦斯抽放系统30 第4页六盘水师范学院本科论文（设计）3.3.1采掘工作面瓦斯抽放设施的配置和布置303.3.2抽放管路的计算和选择313.3.3瓦斯泵选型323.3.4瓦斯泵流量和压力计算343.3.5瓦斯泵选型确定353.4防突措施353.4.1煤与瓦斯突出的可能性分析353.4.2综合防突措施363.4.3其他防突措施363.4.4煤与瓦斯突出预测及预测仪器383.4.5安全防护措施41第四章矿井通风系统444.1矿井通风系统设计444.1.1采区的通风方式和工作面通风系统444.2矿井风量、风压及等积孔454.2.1矿井风量计算和分配454.3掘进通风524.3.1掘进通风方法524.3.2局部通风设备选型524.3.3局部通风机设置要求534.3.4防止产生循环风的安全措施534.4硐室通风534.4.1井下独立通风硐室的通风系统及安全措施544.4.2采用扩散通风的酮室及通风要求544.5井下通风设施及构筑物544.5.1通风构筑物设置544.5.2通风构筑物设置技术要求544.6矿井主通风机及矿井反风554.6.1矿井通风设备选型55 第4页六盘水师范学院本科论文（设计）4.6.2反风方式、反风系统及设施594.7矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析604.7.1矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施604.7.2其它安全保证措施60第五章粉尘灾害防治625.1粉尘危害及防尘措施62第六章矿井火害防治686.1煤层自然发火危险性及防灭火措施68第七章矿井水害防治747.1矿井水文地质74地质构造757.2矿井防治水措施77第九章矿井安全监测与监控909.1安全监测监控系统设置90参考文献93[1]张荣立，何国纬，李铎.《采矿工程设计手册》（上、中、下册）[M].北京：煤炭工业出版社，2003.93致谢94本设计得以完成，离不开各位老师以及同学的指导和帮助。我的大学本科毕业设计《贵州省桐梓县平安煤矿通风与安全设计》是在彭斌老师的指导下完成。94附录95 第4页六盘水师范学院本科论文（设计）摘要根据平安煤矿地质条件，设计开采煤层为C8号煤层，平均厚度为2.23m，全区可采，无夹矸，区内煤层平均倾角为38°，生产能力设计为45万t/a。C8煤层结构较简单，煤层稳定类型为较稳定型煤层。矿井通风方式为分区式，一采区通风方式为分列式，通风方法为抽出式，通风量为36m3/min。掘进工作面采用局部通风机压入式通。平安煤矿为高瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量为20.05m3/t,瓦斯抽采方法选用顺层瓦斯抽采。煤层瓦斯含量为15.6m3/t，瓦斯抽采率为60%，经过抽采后瓦斯浓度达到0.8%，可以实现风排瓦斯达到安全开采条件。本矿可采煤层煤尘有爆炸倾向性，煤层的自燃倾向等级为易自燃，采用注浆（预注浆）的方法灭火，如果发生大规模火灾采用注氮和惰性气体灭火。全矿采用湿式作业和装载处洒水作业的方法进行粉尘防治。矿井涌水量大，水文地质条件为复杂程度，矿井最大涌水量为55m3/h，最小涌水量为30m3/h。主平硐井底水仓容积为480m3。选择额定值接近的选择80D.30×6型水泵三台，其额定流量80m3/h，扬程为150m；功率80kw。水泵排水管选择φ150无缝钢管(内径150mm)。关键词：煤矿；瓦斯；通风；安全 第95页ABSTRACTAccordingtothegeologicalconditionsofsafecoalmine,thedesignforC8#coalseamminingcoalseam,theaveragethicknessof2.23m,thedistrictrecoverable,nodirtband,28°,theaverageAngleofcoalseaminthedesignproductioncapacityof450000t/a.C8coalbedstructureisrelativelysimple,coalseamstabletypeisamorestablecoalseam.Mineventilationmodeispartitiontype,forsuchaminingventilationmode,ventilationmethodfordraw-out,ventilationrateis36m3/min.Tunnelingfacesusinglocalventilatorpressureintothetype.Safecoalminegasmine,minegasrelativevolumeof20.05m3/t,thegasextractionmethodtochoosebeddinggasextraction.Coalseamgascontentis15.6m3/t,thegasextractionratewas60%,thegasconcentrationof0.8%,afterextractioncanrealizewindexhaustgastoachievesafetyminingconditions.Theminableseamcoaldustexplosiontendentiousness,minespontaneouscombustiontendencyofcoalseamisnoteasytospontaneouscombustion,adoptthemethodofgrouting(grouting)fire,ifthereisamassiveUSESnitrogeninjectionandinertgasextinguishingfire.Mineralsheersusingwetoperationandloadingsprinkleroperationmethodsfordustcontrol.Minewaterinflow,hydrogeologicalconditionsforthecomplexityofminewaterinflowbiggestfor55m3/h,minimumwaterinflowof30m3/h.Bottomholeinthemainaditwaterstoragevolumeof480m3.Choosethechoiceofratingiscloseto80d.30x6threetypepumps,theratedflowof80m3/h,headis150m;Thepowerof80kw.Waterpumpdrainphi150seamlesssteeltube(innerdiameter150mm).Keywords:Themine；mashgas；ventilate；security 第95页前言本设计《贵州省桐梓县平安煤矿通风与安全设计》是根据平安煤矿的有效资料及图纸改动后而做出的矿井通风与安全设计。矿井安全通风与安全是保证矿井安全生产的前提。矿井五大灾害（瓦斯、水、火、矿尘、冒顶）必须得到有效的控制，就要对矿井矿通风与安全的做出合理设计。煤矿通风与安全毕业论文（设计）的目的是对大学生大学期间的专业知识掌握和解决实际问题的能力的检验。对于提升自身综合能力和独立思考问题并解决实际问题的能力、实践能力、创新能力和创业能力有非常重要的意义。对于贯彻《煤矿安全规程》、《中华人民共和国安全生产法》、《中华人民共和国煤炭法》也有很重要的意义。此次设计从以下七个方面展开：1．矿井通风系统设计需要解决的问题包括矿井用风量的计算和需风量的调节、矿井通风阻力（风阻）的计算等。2.矿井瓦斯防治：需要解决的问题包括防止瓦斯积聚的措施，防治瓦斯爆炸的措施，防治煤与瓦斯突出的措施，瓦斯抽放设计等。3.矿井水害防治：需要解决的问题包括矿井水患类型及危险程度，水灾防治措施、防隔水煤柱的安全设置、掘进过程中的探放水等。4.矿井粉尘防治：需要解决的问题包括粉尘职业危害，降尘措施，井下消防洒水防尘系统等。5.矿井火灾防治：需要解决的问题包括矿井火灾监测系统的设置、矿井防灭火方法的选择、矿井构筑防灭火建筑的设置。6.矿井安全监测监控系统：需要解决的问题包括矿井监测系统（即传感器）的设置、矿井监测系统的软件和硬件的配置。7.矿井各种避灾路线的确定，绘制设计图纸。本设计以“预防为主，安全生产”为指导思想，以《煤矿安全规程》为基础，对平安煤矿的通风与安全作出合理的设计，实现矿井安全生产。 第95页第一章矿井概况及安全条件1.1井田概况1.1.1矿井位置及交通情况1）矿井位置桐梓县地处贵州北部，与四川省、重庆市毗邻，是黔北重要的煤炭基地之一；煤炭主要外销四川、重庆等省、市。贵州省桐梓县平安煤矿位于桐梓县城以北西约25km处，隶属桐梓县九坝镇所辖。地理坐标：东经106°39′37″～106°43′35″，北纬28°09′20″～28°11′47″。矿区呈北东～南西向展布，南起湾底下～观音庙，汔火石上～猴春坎，全长约6km，平均宽约1.20km，面积约7.20km2。拟建范围拐点坐标：表1.1.1平安煤矿区拐点坐标拐点号直角坐标拐点号直角坐标XYXYA3117180.0036368685.00B3117830.0036368485.00C3119420.0036369300.00D3119750.0036369715.00E3119675.0036370617.00F3117270.0036371610.00G3119990.0036372153.00H3120130.0036373073.00I3120050.0036373165.00J3120310.0036373987.00K3119555.0036374340.00L3118541.0036371999.002）交通情况矿区内最高海拔1362.9m（矿区北东黄鳝顶），最低海拔800m（中部条塘河），一般为1000～1200m，相对最大高差562m，一般为50～100m；煤系地层出露最高标高为1176.8m，最低标高800m。根据区域水文地质资料，矿区中部条塘河河谷标高800m为矿区最低侵蚀基准面。矿区内山脉走向整体为北东～南西向，主要受区内岩性和构造控制，地势表现为中部低，两端高。矿区以东约25km与川黔线相接，区内有铁路公路相通，交通方便。地形地貌矿区呈北东～南西向展布，为低中、高地貌，矿区北高南低，最高海拔+1362.9m，最低海拔+800m。气象 第95页矿区属于中亚热带季风气候区，季风体现不明显，气温变化不大，夏无酷暑，冬无严寒。1.1.2主要自然灾害1.煤层顶底板根据贵州省桐梓县平安煤矿煤层顶底板分析，可能存在的顶底板灾害主要有：1）该矿可采煤层顶板应属较稳定类型，但受开采动压及支承压力的影响，顶板仍可能难以支护，特别是受采动影响的巷道，工作面上下出口等。2）由于该矿煤层倾角较大(平均25°)，因此可能产生推垮型的顶板事故，生产中特别加强支架的稳定性，防止支柱倾倒和失稳。3）各煤层底板中因为泥岩或含泥质，遇水会底鼓膨胀，因此加强底板的管理，减少巷道积水并及时清理巷道底板。2.瓦斯矿井属煤与瓦斯突出矿井，会导致瓦斯积聚，瓦斯爆炸等瓦斯事故灾害。3.煤尘鉴定的各煤层有爆炸性，但煤尘仍可能导致如下危害：①　对人体的危害：①尘肺病；②皮肤病；③慢性中毒(如铅、汞矿尘)；②　煤尘参与爆炸：①使人身受到伤害；②破坏设备；③毁坏矿井设施；③　加速机械磨损，减少精密仪表使用时间；④　降低工作场所能见度，工伤事故增多。4.煤的自燃鉴定的各煤层均具有自燃倾向。但煤的自燃会导致火灾、CO中毒窒息等事故。5.水灾矿井为平硐开拓，地表水、老空水、断层水、顶底板裂隙水的涌出均是矿井的水患。1）影响生产、威胁采掘工作面及矿井安全；2）淹井伤人，造成财产损失。6.煤与瓦斯突出本矿属煤与瓦斯突出矿井，因此本矿在进行煤与瓦斯突出鉴定前要求按煤与瓦斯突出按“四位一体”进行管理。煤与瓦斯突出事故可以：1）摧毁井下巷道设施； 第95页2）破坏通风系统；3）造成瓦斯熏人及爆炸事故；4）人员伤亡、财产损失，给煤矿安全生产带来严重威胁。7.其他灾害地下开采可能引发和加剧以下地质灾害：1）采空塌陷将影响到地表后，在煤层开采影响范围内引发地面塌陷、地裂缝等地质灾害的可能性大，在陡坡、陡崖地段还可能引发滑坡、崩塌；2）矿渣堆放不当，可能引发泥石流；3）采掘中，井巷中产生冒落、垮塌等地质灾害的可能性大；4）加剧现有地裂缝、地面塌陷及古崩滑堆积体发展的可能性大。工程建设本身及住户设施可能遭受地质灾害危险性：地下工程在建设和生产中遭受冒落、垮塌等井下地质灾害的可能性大，对工程及作业人员造成威胁，且危险性大。矿井开采过程中，随着煤层开采面积的增大，须建立对矿区地表的形变监测制度，对井下开采可能引起的地表陡峭地段山体崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害，须采取相应的预防措施。如在地面陡峭地段、岩层松软地段预先打锚杆、锚钉或修筑挡墙加固；在地表仅发生轻微变形、产生微小裂缝地段，也应及时进行填堵等。3.矿井开发情况矿井为新建矿，设计年产量为45万吨/年。矿区位于周市坝向斜北西翼东段，区内未有断裂通过，地质构造复杂程度属中等，煤层层位固定，厚度较稳定，形态简单，稳定可采煤层有C8、C9、C13共3层。井田内划分为一个水平开采，即开拓方式为底板走向平硐单水平上下山开拓，水平标高为+800m。井田内划分为2个采区，回采工作面为1个，掘进头2个。矿井通风方式为分区抽出式。1.2安全条件地质特征1.地层矿区出露地层有二叠系下统茅口组（P1m）、上统龙潭组（P2I）、长兴组（P2c）、三叠系下统夜郎(T1y)、茅草铺(T1m)。现将各地层由老到新简述如下：1）二叠系下统（P1）矿区仅出露茅口组（P1 第95页m）的一部分，为浅灰～灰白色，厚至中厚曾状细品灰岩，夹燧石团块。厚度大于110～160m。2）二叠系上统（P2）(1)龙潭(P2I):是矿区的含煤地层，厚70～75m，与下伏茅口(P1m)呈假整和接触。根据岩性组合、含煤性可分为三段：上段：上至长兴灰岩底界，下至C6煤层底界，厚10～15m。上部为薄层状生物灰岩夹泥岩及粉砂质泥岩；下部为泥岩、粉砂质泥岩夹生物灰岩及煤。该段含煤2～3层，其中稳定可采煤二层（C4、C6）。中段：上至C6煤层底界，下至C9煤层底界，厚15m左右。上部为泥岩、粉砂质泥岩家薄层状菱铁矿（岩）及煤线；中部、下部为中厚层状生物灰岩家泥岩及粉砂质泥岩，该层含煤2～3层，其中可采煤二层（C8、C9）。下段：上至C9煤层底界，下至茅口组顶界，厚20～30m。与下伏茅口灰岩呈假整和接触。上部为黑色炭质泥岩、粉砂质泥岩及煤层（线），下部为灰色，含黄铁矿粘土岩。该段含煤2～3层。(2)长兴(P2c)灰至深灰色中厚层状石灰岩，层间夹炭泥岩，含燧石结核、条带。厚55m。3）三叠系下统（T1）(1)夜郎组(T1y)按其岩性可分为三段，现从老到新简述如下：沙堡湾段（T1y1）:灰绿色、黄灰色泥岩、钙质泥岩。厚3～8m。玉龙山段（T1y2）:浅灰、灰色薄至厚层状微至细晶石灰岩，顶部见鲕粒灰岩，底部为灰色薄层状泥灰岩。厚110～140m。九级滩段（T1y3）：按其岩性组合分为三个亚段：下部：紫红、黄绿、土黄色粉砂质泥岩、泥质粉砂、钙质泥岩、泥岩。间夹薄层状泥灰岩，顶部为黄绿色钙质泥岩。中部：浅灰白色中厚层状细灰晶岩。上部：紫红色、黄绿色钙质泥岩、粉砂岩、泥岩，间夹薄层状泥灰岩。该段总厚160～165m。(2)茅草铺(T1m)矿区内仅出露其下部的一部分，为灰色薄层至中厚层状微至细晶石灰岩、白云质灰岩、泥质石灰岩。厚度大于200m。 第95页(3)第四系（Q）：为残坡积河床堆积物。厚0～2m。2.构造矿区位于周市坝向斜北西翼东段，区内未有断裂通过，地质构造复杂程度属中等，煤层层位固定，厚度较稳定，形态简单，稳定可采煤层有C8、C9、C13共3层。区内地层呈单斜状产出，产状稳定，倾向一般为150～160°，倾角20～31°，一般为23°左右。矿区北东仅发育一走向近北西向，延伸500m的弧形正断层F10，垂直断距25m，位于采区以外100余米，对采区煤矿无影响。煤层及煤质1.煤层1）可采煤层(1)C8煤层产与龙潭组中段底部，厚0.93～2.20m，局部厚达5.11m，平均2.23m。煤层结构简单，局部夹矸一层，夹矸厚0.1～0.15m，区内稳定可采。3.煤层顶底板岩性主采煤层顶底板特性详见表1.2.1。表1.2.1主采煤层顶底板特性煤层顶板底板C8粉砂岩粘土岩C9泥岩、粉砂质泥岩泥岩C13泥岩、粉砂质泥岩黄铁矿粘秃岩矿井瓦斯等级、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性1.瓦斯贵州省桐梓县平安煤矿为建设矿井，本按煤与瓦斯突出矿井设计，暂按瓦斯相对涌出量20.5m3/t考虑，今后以实际鉴定为准。2.煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性区内对C8煤层分别做了自然性能实验，从化验结果确定各可采煤层均具有自燃倾向。3.煤与瓦斯突出煤与瓦斯突出危险性资料，该矿未进行煤与瓦斯突出鉴定。鉴于邻近的矿区发生过煤与瓦斯(二氧化碳)突出，因此本矿在进行煤与瓦斯突出鉴定前要求按煤与瓦斯突出按“四位一体”进行管理。 第95页本矿井必须尽快请有资质部门进行鉴定，并报主管部门审批。必须时刻注意做好瓦斯突出的预测工作并有煤与瓦斯突出的预防措施，巷道和石门揭煤时必须采取相应的揭煤安全措施。4.地温本井田属地温正常区，无热害影响。水文地质1.区域水文地质概况矿区呈北东～南西向展布，为低中、高地貌，矿区北高南低，最高海拔+1362.9m，最低海拔+800m。条塘河从矿区中部山北向南径流，河谷最低标高为+800m。根据区域水文地质资料，条塘河河谷标高+800m应为矿区最低侵蚀基准面。矿区南西侧发育一条由北向南径流的河流，河谷标高为+800m，区内南东侧发育数条溪沟，有利于地表水的排泄。各含水层之间一般没有水力联系，地下水一般限于顺层运动，水源的补给一般也只限于大气降水，矿井涌水量有明显的季节性，雨季稍大，旱季变小。2.地表水矿区南西侧发育一条由北向南径流的河流，河谷标高为+800m，区内南东侧发育数条溪沟，有利于地表水的排泄。3.含水层和隔水层矿区出露地层为三叠西同下统茅草铺组、夜郎组，二叠系上同长兴组、龙潭组下统茅口组，其水文地质特征及对煤矿开采的影响如下：1）茅草铺组（T1m）为薄至中厚层状灰岩、白云质灰岩、白云岩、泥质灰岩。厚度大于200m，含水性较强，但因分布于矿区边缘，且其下有厚大的九级滩段隔水层相隔，在无构造破坏的情况下，对煤矿开采无影响。2）夜郎组（T1y）九级滩段（T1y3）：为粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩、钙质泥岩夹灰岩。厚度160～165m。含水性极弱，为一相对隔水层，对煤矿开采影响不大。玉龙山段（T1y2）：为中厚层状灰岩、含泥质灰岩。厚120～140m。为岩溶裂隙含水层，含水性中等。虽其下有沙堡湾隔水层存在，但因沙堡湾段隔水层厚度较小，采煤时不应对其破坏。 第95页沙堡湾段（T1y1）：厚3～8m。为泥岩、钙质泥岩，局部夹极薄层状泥灰岩，为一相对隔水层。3）长兴组（P2c）中厚层状含燧石灰岩，层间夹炭泥质。为岩溶裂隙含水层，含水性中等。厚55～58m。该层在矿区内大多形成陡岩或陡坡，呈窄长条形分布，出露面积较小，地表岩溶不发育，地表水补给条件不良，对煤矿开采有一定影响。4）龙潭组（P2I）为一套海陆交互相含煤地层，岩性为泥岩、生物灰岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、煤及少量泥质灰岩。厚70～75m。据采煤老硐调查，区内采煤老硐大多为潮湿状态，局部有少量滴水、渗水现象，说明含水性较、弱，为一相对隔水层，对煤层开采影响较小。5）茅口组（P1m）为浅灰色、灰色厚层块状灰岩，厚度大于100m。为岩溶裂隙含水层，含水性较强。是含煤岩系的直接底版。区内矿床的充水主要因素为茅口组灰岩、长兴灰岩及煤系三个含水层，均属条带状地下水，分布很不均一，开采过程中易造成矿井突水，威胁较大，应加以注意。玉龙山灰岩含水层为矿井充水的次要因素。此外，小煤窑积水对未来矿井的突水问题，需要注意冒落范围的小煤窑积水的影响而造成浅部矿井的突然充水。大气降水对矿井的补给是间接因素，影响不大，也应注意。 第95页第二章矿井开拓与开采2.1埋深及开采条件井田开拓1）开拓方式井田内划分为一个水平开采，即开拓方式为底板走向平硐单水平上下山开拓，水平标高为+800m。2）井口位置及工业场地根据设计，井口位置及工业场地利用矿井现有井筒及工业场地，位于井田东边界煤层露头附近。3）井筒布置及装备根据设计，本设计共有3个井筒，即主平硐、副斜井、风井。(1)主平硐主平硐担负煤炭运输、进风铺设管线等任务，初期长1245m，井筒倾角3‰，净断面13.2m2，为半圆拱形巷道，采用锚喷支护，采用皮带运输机运输。(2)副斜井主平硐担负矸石提升、材料及设备下放、进风、行人、铺设管线等任务，井筒长254m，坡度25°，净断面12.3m2，为半圆拱形巷道，采用锚喷支护，实际情况选用两种类型的矿车，即CDXT2.8矿车（轨道），用于矸石的提升；MDC3.3.6B材料车。(3)风井风井作回风之用，沿岩层布置，井筒长134m，坡度25°，净断面11m2，为梯形巷道，采用锚喷支护，不铺设轨道。井筒数目为3个，井筒特征见表2.1.3。表2.1.3井筒位置及特征表井筒名称井口座标井口标高(m)井筒方位角(°)井筒倾角(°)井筒长度(m)断面形状支护形式井筒断面X(m)Y(m)净(m2)掘(m2)主平硐317178736371376+80033‰296半圆拱锚喷13.2 第95页副斜井311970036369906+110011225254半圆拱锚喷12.3风井311974336369915+110011225134半圆拱锚喷114）井底车场形式及通过能力本矿井开拓方式为平硐开拓方式,不需要专门设置井底车场,只做个简单绕道与主平硐相连即可。5）硐室有变电所6）提升运输方式及设备(1)主平硐主平硐采用皮带运输机运输。(2)副斜井主平硐选用两种类型的矿车，即CDXT2.8矿车（轨道），用于矸石的提升；MDC3.3.6B材料车。(3)工作面工作面采用刮板输送机运煤，回风顺槽回柱绞车JH.8防爆，运送材料及设备。(4)矿车设计选用两种类型的矿车，即CDXT2.8矿车（轨道），用于矸石的提升；MDC3.3.6B材料车。7）水平划分及标高在井田范围内，沿+800标高划分为第一水平，+800至+1100以上为第一采区，+800至+500以下为第2采区。第一采区内沿煤层倾向可分为3个区段，第二采区内沿煤层倾向可分为3个区段，全矿井分为6个区段。8）大巷布置首期开采+800m标高以上为集中片盘斜井方式，不设置大巷，开采下阶段时在+800m标高设置开采水平，布置运输和回风大巷。9）通风方式通风方式为分区式，风井口安设轴流式通风机负压通风。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。10）采区划分 第95页在井田范围内，沿+800标高划分为第一水平，+800至+1100以上为第一采区，+800至+500以下为第2采区。11）开采顺序(1)阶段(采区)间的开采顺序井田内划分为采区，采区内煤层（组）间的开采顺序为下行式，即先采上煤层（组）再采下煤层（组）。(2)区段间的开采顺序井田内为单水平上下山开采，先采上山部分再采下山部分。(3)区段内煤组间的开采顺序采区内划分为区段，区段开采顺序为下行式，区段内为走向长壁前进式开采。(4)工作面的推进方式工作面为走向长壁后退式，由井田边界向井筒(下山)方向推进。4.采区布置设计采区采用集中布置。1）采区位置、境界及开采范围首采区为一采区，位于井田范围内+800标高以上，浅部以煤层露头风氧化带及小窑破坏边界为界，深部以+800m标高为界，其余以井田边界为界，开采井田范围内+800m标高以上的C8、C9、C13煤层。2.2开采储量及服务年限贵州省桐梓县平安煤矿为新建矿井，为底板走向平硐单水平上下山开拓方式，设计生产能力45万t/a。1.资源量矿区范围内共获C8、C9、C13煤层的资源量3597万t，C8煤层1707万t，C9煤层1010万t、C13煤层880万t。矿井储量计算结果见表2.2.1。 第95页表2.2.1各煤层工业储量见下表块段编号煤层平均倾角(°)煤厚(m)面积(km)平均容重(t/M)储量(万t)合计(万t)备注平均厚度（m）平面积斜面积3323597C825°2.234.4484.9071.561707C925°1.424.4484.9071.451010C1325°1.184.4484.9071.528802.设计能力及服务年限1）矿井工作制度按《煤矿设计规范》有关规定工作制度。矿井设计生产能力按年工作日300天记算，每昼夜工作班数为三班制。每班工作8小时。采用两班采煤，一班准备。每天净提升时间为16小时。2）矿井设计生产能力初步确定矿井为中型矿井，设计年生产能力为45万t/年。3）矿井可采储量及服务年限初算本矿井的年产量及服务年限，根据本矿井的工业储量为3597万t，(表2.2.2)，通过用矿井（或水平）可采储量ZK计算矿井（或水平）的设计生产能力和服务年限，最后确定矿井的设计年生产能力为45万t／a，设计服务年限为43年a。表2.2.2可采储量计算表单位：万t煤层编号工业储量(万t)煤的损失量(万t)（按工业储量的5%计算）采区回采率(﹪)可采储量(万t)C81707.185.40.81297.4C91010.550.50.8768.0C13880.344.00.8669.0总计3597.8179.90.82734.42）采区生产能力矿井设计生产能力45万t/a，设计用1个采区1个工作面满足其年产量，故每个采区生产能力为45万t/a。采区参数见下表2.2.3。 第95页表2.2.3采区参数表分段垂高(m)可采煤层面积(km2)保有储量(万t)可采储量(万t)服务年限(a)一采区300C8、C9、C1313.33597.82734.4433）采区巷道布置在井田范围内，沿+800标高划分为第一水平，+800至+1100以上为第一采区，+800至+500以下为第2采区。4）采区车场及硐室本矿井开拓方式为平硐开拓方式,不需要专门设置井底车场,只做个简单绕道与主平硐相连即可，充电硐室。5）采区生产系统(1)运煤煤层煤从8101工作面(刮板输送机)→8101运输顺槽(皮带输送机)→运输石门→溜煤眼→运输上山→主平硐→地表。(2)运料地表→轨道上山→回风石门→8101回风平巷顺槽→8101工作面及9101掘进头。(3)通风新鲜风流经主平硐(副斜井)→运输上山→运输石门→8101回风顺槽→8101工作面→8101回风顺槽→回风石门→回风斜井→引风道→地面。(4)排水回采及掘进工作面涌水，通过自流或使用污水泵，排入各斜井井筒，流入+800m水平主平硐，然后自流至矿井主工业场地污水处理站。(5)供电井下供电由地面变电所到井下经大巷到采区变电所，然后由采区变电所分配到各用电点。6）掘进工作面正常生产期间配备2个掘进工作面，采掘比为1:2。掘进工艺为机掘。7）采掘机械配备采掘工作面主要设备配备见表2.2.4。 第95页表2.2.4采掘机械设备配置表序号设备名称型号数量（台）单价（万元）总价（万元）一采煤机4MG200.W11135135二刮板输送机SGB.630/15016060三转载机SZD.630/75115.9815.98四胶带输送机STJ800/1321120120五乳化液泵XRB.2B80/15011.0451.045六输送机移置器YT4.6A200.0430.86七煤电钻MZ.12A20.0610.122八调度绞车JD.11.420.941.88九支柱DWX37500.06120十绞接顶梁HDJA.12007500.00836.225合计466.1125.采煤方法1）采煤方法设计采用底板走向平硐单水平上下山开拓。2）回采工艺、工作面支护及顶板管理采煤工作面设计采用普采落煤。(1)落煤方式：采煤机。(2)运输方式：刮板输送机运煤。(3)支护方式：工作面采用DZ22.30/100型外注式单体液压支柱。根据采面片帮情况，在片帮地段打设临时贴帮柱，柱距1.6m。上下出口(端头)采用单体支柱及金属绞接顶梁加强支护或采用6米4根矿用22kg/m工字钢，交错抬棚加强支护，并保持出口畅通。运输、回风巷离工作面20米范围内采取加强支护的措施，可在两架棚之间增加一架棚或采用单体支柱或设巷道走向抬棚支护。(4)顶板管理：采用全部陷落法管理顶板，“四、五排”控顶，最小控顶距4.2m，最大控顶距5.2m。放顶线采用密集支柱、丛柱切顶，采用回柱绞车回柱。3）工作面循环方式、作业方式的选择采用三班制，两采一准，工作面长140m，日循环进度3.6m，循环完成率75%，年进度约1080m。 第95页4）工作面年生产能力验算首采工作面产量计算如下：A=LV0MγC0式中：A—工作面产量，万t／a；V0—工作面年推进度，m／a；该工作面每年生产时间为300天；每天割煤刀数为6刀，采煤机的截深为0.6m;所以工作面年推进度为1080m。M—工作面平均采高，m；L—工作面长度，m；γ—煤层容重，t／m3；C0—工作面回采率；所以该采煤工作面的年产量为A=140×1080×2.23×1.56×0.95=49万t。因此一个采煤工作面的年生产能力能够满足矿井的设计生产能力。2.排水设备井底水仓中的水泵选择PJ型高扬程多级离心泵PJ200×3型水泵三台,一台工作,一台检修，一台备用。流量420m3/h，转速1480(r/min)，电机功440(kW)率，排水管直径Φ=200mm。4）井下供配电矿井地面工作容量701kw，井下工作容量为201kw；地面设备视在负荷725.62kvA，井下设备视在负荷153.24kvA。选择1台容量为350kvA的S9—350/10，10/0.4和500kvA的S9—350/10，10/0.4型变压器供地面设备，变压器中性点接地；选择2台容量为250kvA的KBSG.250∕10,10∕0.69kV，250kVA型变压器供井下其他设备，变压器中性点不接地，另选择1台50kvA的KBSG.50∕10,10∕0.69kV，50kVA变压器作为局部通风机的专用变压器，变压器中性点不接地。自地面引φ二回下井电缆至井下配电点，铺设方式为电缆挂钩铺设。在主平硐，区段石门、工作面运输和回风顺槽等巷道内设置固定照明电器。主要通风机、瓦斯泵、井下水泵等为双回路供电，两回路电源线路上不得分接任何负荷，以保证供电的连续性，且备用回路必须带电备用。2.通讯2）矿内通讯矿井行政电话和调度电话共用一台程控调度机，设备选用DDK— 第95页1型矿用调度总机，电话站设在矿办公楼内，另设置22门直通用户(其中地面12门，井下10门)，供特需用户。地面及井下用户话机均为按键话机，地面为HA01型，井下为HAK.1本安型。电话站至通风机房等工业场地通讯选用HUVV型矿用电话电缆，其敷设方式采用钢索吊挂，分别与场区动力照明线网同杆架设，用户话机线选用HBV.2×1电话线。电话站至井下选用HUVV20型矿用电话电缆，用户话机线选用KUVVR软电缆，以完成矿井的内部按照矿井设计生产能力、工作制度、劳动定员，计算的效率为：矿井原煤生产人员效率=3597/411=8.75t/工矿井原煤生产工人效率=3597/333=10.80t/工矿井井下工人效率=3597/280=12.85t/工表2.2.5矿井劳动定员表序号人员类别各班出勤人数（人）合计（人）在册系数在册人数一班二班三班一生产工人其中：井下地面120118953331.0333100100802801.0280201815531.053二管理人员8842020其中工程技术人员43299原煤生产人员合计132129101362362三服务人员201554040四其它人员43299全矿定员合计156147108411411 第95页第三章瓦斯灾害防治3.1煤层瓦斯涌出量计算根据已知条件：此次贵州省桐梓县平安煤矿设计为一采两掘瓦斯进行设计。根据探测地质条件，选择8101为采面开采，为满足采掘交替同时开掘两个掘进面9101和91022。两个掘进巷道长度为40m，断面积为8.5m2进行设计。该矿井参照设计要求设计瓦斯抽采率为65%。设计按照一采两掘进行设计，开采煤层为8#煤层，其瓦斯含量为20.05m3/t，煤的密度为1.56t/m3，水分2.23%、灰分25.58%、挥发分11.43%。煤层透气性系数λ＝0.65（m2/MPa2.d)。设计巷道宽为3.0米，巷道高3.0米，巷道净断面为8.0m2。作面为综采方式开采所以瓦斯涌出系数取1.35~1.5，该设计取1.35。回采工作面相对瓦斯涌出量16m3／t；根据矿井瓦斯涌出量计算方法，统计预测法需要的数据庞大，故采用分源计算的方法计算矿井瓦斯涌出量。主要计算井下开采煤层及围岩、邻近煤层、采空区瓦斯涌出量、掘进巷道瓦斯涌出量。即该矿井相对瓦斯涌出量等于平均每吨煤各瓦斯涌出的分量之和。1)开采层瓦斯涌出量：（3.1.1）式中：K1——围岩瓦斯涌出系数； K2——回采工作面丢煤涌出系数，其值为回采率的倒数； C8——顺槽掘进预排系数，后退式回采，C8=（B.2b）/ B； B ——回采工作面长度，m； b ——顺槽瓦斯预排宽度，m；m——开采层厚度，m； M——工作面采高，m； W0——煤层原始瓦斯含量，m3／t； Wc——煤层残存瓦斯含量，m3／t。开采层瓦斯涌出量为15.6m3／t。2）掘进工作面瓦斯涌出量 第95页掘进工作面瓦斯涌出量预测用绝对瓦斯涌出量表达，采用下式计算。（3.1.2）式中：q掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3／min；q3—掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3／min；q4—掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3／min。（1）其中掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量按下式计算（3.1.3）式中：q3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3／min；D—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中厚煤层，D=2m0，m0为开采层厚度；对于厚煤层，D=2h+b，h及b分别为巷道的高度及宽度；v—巷道平均掘进速度，m／min；L—巷道长度，m；q0—煤壁瓦斯涌出强度，m3／（m2•min），参考下式计算。（3.1.4）式中：q0—巷道煤壁瓦斯涌出量初速度，m3／（m2•min）：Vr—煤中挥发分含量，％；W0—煤层原始瓦斯含量，m3／t，。C8煤层挥发分为18%，C8号煤原始瓦斯含量15.6m³/t。经过计算得巷道壁瓦斯涌出量q0为0.011m3／（m2•min）。煤层为中厚煤层，采高为2.23m，D=2m0=5.7m。掘进速度为月进尺100m.所以=0.087m3／min。（2）其中掘进巷道落煤的瓦斯涌出量采用下式计算（3.1.5）式中： 第95页q4—掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3／min：S—掘进巷道断面积，m2；v—巷道平均掘进速度，m／min；r—煤的密度，t／m3；W0—煤层原始瓦斯含量，m3／t，Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3／t，表3.1.选取。C8煤层挥发分为11.43%，取煤C8残存瓦斯量为4.0m³/t=m3／min。m3／min4）生产采区瓦斯涌出量生产采区瓦斯涌出量采用下式计算（3.1.6）式中：q区—生产采区相对瓦斯涌出量，m3／t；K＇—生产采区内采空区瓦斯涌出系数；q采i—第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3／t；Ai—第i个回采工作面的日产量，t；q掘i—第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3／min；Ao—生产采区平均日产量，t。经计算的=19.7m3／t5）矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量采用下式计算（3.1.7）式中：q井—矿井相对瓦斯涌出量，m3／t；q区i—第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3／t；Aoi—第i个生产采区平均日产量，t； 第95页K′、K＂—已采采空区瓦斯涌出系数，（参照AQ1018－2006标准表D.4）经计算可知=24.05m3／t。表3.1.1采空区瓦斯涌出系数K′、K″值采空区瓦斯涌出系数煤层属性取值范围取值原则生产采区K＇单一煤层1.20～1.35a）对通风管理水平较高，开采煤层厚度适中，丢煤较少，煤层层数较少的矿井（或采区），应取下限值；b）对通风管理水平较差，开采中厚以上煤层且煤层层数较多的矿井（或采区），应取上限值。近距离煤层群1.25～1.45已产采区K＂单一煤层1.15～1.25近距离煤层群1.25～1.45所以矿井设计按照瓦斯涌出量25m3／t设计。该矿的瓦斯涌出预测见下表（3.1.2)表3.1.2矿井相对瓦斯涌出量结果表字母代码8号煤层L140mq采19.06m3／th3mγ1.35m2.23mK11.2M2.23mK21.2W014.6掘进面数2个Wc4Ao1363.63tq区19.07m3／tq井25m3／tq掘i0.08m3／min3.1.1工作面可抽放量计算和抽放必要性可行性论证一、由于该矿为高瓦斯矿井，所以按照规定可以直接最瓦斯进行抽采。二、瓦斯抽采可行性论证：1.采煤工作面可抽放量计算相对瓦斯涌出量q可由以下公式求得：式中：W0——煤层原始瓦斯含量q——煤层理论相对瓦斯涌出量Wc——瓦斯残存量，m³/t吨煤瓦斯残存量可根据表3.1.3查取。 第95页表3.1.3纯煤的残存瓦斯含量取值挥发分（Vr）/%6～88～1212～1818～2626～3535～4242～56Wc[m3/（t.r）.1]9～66～44～33～2222注：煤的残存瓦斯量亦可近似地按煤在0.1MPa压力下的瓦斯吸附量取值。C8煤层挥发分为18%，参照表3.1.3我们取煤C8残存瓦斯量为4.0m³/t本工作面理论最大瓦斯涌出量可用下面公式计算QMax=q×L×H×D×ρQMax——工作面理论最大瓦斯涌出量，m3q——煤层理论相对瓦斯涌出量L——C8号煤工作面走向长度，m；H——煤层厚度，m；D——C8煤倾向长度，m；ρ——C8煤的密度，t/m³QMax=15.6×2.23×1.56×647×140=4915711.38万m³则工作面绝对瓦斯涌出量：Q绝=QMax/(24×60×330)m³/minQ绝——工作面绝对瓦斯涌出量，m³/minQMax——工作面理论最大瓦斯涌出量，m3Q绝=4915711.38/(24×60×330)=10.34(m³/min)2.瓦斯抽放的必要性可行性论证（1）AQ1027—2006《煤矿瓦斯抽放规范》中规定：凡符合下列情况之一的矿井，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下移动泵站瓦斯抽放系统。①一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面绝对瓦斯出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。②矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：——大于或等于40m3/min； 第95页——年产量1.0Mt～1.5Mt的矿井，大于30m3/min；——年产量0.6Mt～1.0Mt的矿井，大于25m3/min；——年产量0.4Mt～1.0Mt的矿井，大于25m3/min；——年产量等于或小于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。③开采具有煤与瓦斯突出危险煤层。2.采掘工作面抽放瓦斯的必要性采掘工作面需要采取瓦斯抽放的必要性判断标准是：在给定的巷道通风断面条件下，采掘工作面设计通风能力小于稀释瓦斯所需的风量，抽放瓦斯才是必要的。（1）采掘工作面最大供风量计算根据采煤工作面巷道面积S和最大限定风速4m/s，计算理论最大供风量。，我们暂设为800m³/min。（2）采煤工作面最大风排瓦斯量计算工作面回风流瓦斯浓度按0.8％，计算风排瓦斯量Qp。Qp=Q供×C=800×0.8/100=6.4m3/min。而采煤工作面绝对瓦斯涌出量为10.34m3/min，如不抽放瓦斯，则工作面的瓦斯浓度将超限，尚需抽放瓦斯量Q剩＝Q绝.Qp=10.34-4=6.34m3/min工作面瓦斯浓度才能维持0.8％.3.抽放的可行性本煤层瓦斯抽放的可行性是指在自然透气条件下进行预抽的可能性，衡量本煤层瓦斯预抽是否可行可参照下表：按λ、α和判断本煤层瓦斯抽放可行性标准如表3.1.4示。表3.1.4本煤层预抽瓦斯难易程度分类表煤层抽放瓦斯难易程度钻孔流量衰减系数（d.1）煤层透气性系数（m2/Mpa2·d）容易抽放<0.003>10可以抽放0.003～0.0510～0.1较难抽放>0.05<0.1根据已知条件，C8煤层透气性系数λ=0.19（㎡/MPa2·d），C8煤属于可抽采煤层，我们要选取合适的抽采方案来防治采掘工作面的瓦斯超限。 第95页3.2煤层瓦斯抽放方法设计3.2.1抽放方法的比较和选择（1）抽放方法的分类和选择瓦斯抽放方法的规定：根据《AQ1027.2006煤矿瓦斯抽放规范》第7.1.2条规定：按矿井瓦斯来源实施开采煤层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放和围岩瓦斯抽放；第7.1.3条规定：多瓦斯来源的矿井，应采用综合瓦斯抽放方法。根据本煤层的特点，我们选取抽采瓦斯钻孔法，钻孔抽采瓦斯的方法顺层钻孔抽采和边采边抽以。3.2.2抽放钻孔参数确定(1)钻孔直径钻孔直径大，暴露煤壁面积就大，瓦斯涌出量相应也大，但二者增长并非线性关系，在煤层条件不同的情况下，瓦斯涌出量并不随孔径的增大而成比例增大。据测定结果，孔径由73mm提高到300mm，钻孔的暴露面积增至4倍，而钻孔抽放量仅增至2.7倍，而日本赤平煤矿孔径由65mm增至120mm，抽放瓦斯量增加到3.5倍。孔径应根据钻机性能，施工速度与技术水平、抽放瓦斯量、抽放半径等因素确定，目前一般采用抽放瓦斯钻孔直径为60～110mm。根据本煤层的特性，选取钻孔直径为89mm。(2）钻孔长度据实测结果，单一钻孔的瓦斯抽放量与其孔长基本上成正比关系，因此在钻机性能与施工技术水平允许的条件下，尽可能采用长钻孔以增加抽放量和效益。本煤层的倾向长度为112.75m，为了达到好的抽放效果，我们把钻孔从进风巷和回风巷顺煤层打入，进风巷打入的钻孔的长度为70m，回风巷打入的钻孔的长度为70m。(3)钻孔间距与抽放时间8号煤层透气性系数λ＝0.65（m2/MPa2.d)，根据表3-1，我们选取钻孔间距为5m。表3-1钻孔间距选用参考值表煤层透气性系数(m2/(MPa2•d))钻孔间距(m)备注＜10-3---先采取卸压增透措施后，才能抽放10-3～10-22～510-2～10-15～810-1～108～12＞10＞10根据课程设计给的条件，我们可知抽放时间为一年。 第95页(4)抽放负压与封孔长度钻孔抽放负压一般选用13.3～26.6kPa(即100～200mmHg)，但最低不宜小于6.7kPa（50mmHg）。一些矿井提高抽放负压，抽放瓦斯量增大，但是也有的矿井抽放负压增加，抽放量变化不大。封孔长度既应保证不吸入空气又应使封孔长度尽量缩短，一般情况下岩孔应不小于2～5m，煤孔应不小于4～10m。(5)单排钻孔数NdrNdr＝﹙ls－10﹚/d＋1=（647-10）/5+1=129(6)钻孔排数NpNp≥h/d=2.23/5=0.446,所以本设计钻孔排数取1(7)顺层抽放钻孔总数NmNm=Ndr×Np=129×1=129因为机风两巷均等数目布置抽放钻孔，所以本设计总钻孔数为Nm×2=129×2=258(8)钻孔总长度为LdrLdr=ldr×Nm，（m）ldr——钻孔长度，mNm——钻孔个数本设计中Ldr=258×(70+80)=38700m(9)百米钻孔瓦斯抽放量Qh由前面Q剩=6.98m3/min可知Qh=100.Q剩/Ldr=18×10-3m3/min.hm绘制抽放钻孔布置平面图和剖面图 第95页图3.2.1钻孔布置平面图图3.2.2钻孔布置剖面图3.3采掘工作面瓦斯抽放系统3.3.1采掘工作面瓦斯抽放设施的配置和布置根据《AQ1027.2006煤矿瓦斯抽放规范》，对瓦斯抽放管路有如下要求：第5.4.1条：抽放管路系统应根据井下巷道的布置、抽放地点的分布、瓦斯利用的要求以及矿井的发展规划等因素确定，避免或减少主干管路系统的频繁改动，确保管道运输、安装和维护方便，并应符合下列要求：——抽放管路通过的巷道曲线段少、距离短，管路安装应平直，转弯时角度不应大于50°；——抽放管路系统宜沿回风巷道或矿车不经常通过的巷道布置；若设于主要运输巷内，在人行道侧其架设高度不应小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离应满足检修要求；抽放瓦斯管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m； 第95页——当抽放设备或管路发生故障时，管路内的瓦斯不得流入采掘工作面及机电硐室内；——尽可能避免布置在车辆通行频繁的主干道旁；——管径要统一，变径时必须设过渡节。3.3.2抽放管路的计算和选择（1）机巷瓦斯抽放分管管径选择选择瓦斯管径，可按下式计算：式中Dep—瓦斯管内径，m；Cep—瓦斯管路中瓦斯浓度，本设计取40%Qmix—机巷分管内混合瓦斯流量，m3/min；Vep—瓦斯在管路中的经济流速，m/s，一般取V＝10~15m/s，在此取10m/s。Q混机=Qh×1148×60/100c=3.98m3/min可得：根据计算机巷支管选择直径为Φ100无缝钢管,壁厚可选择。9mm或10mm.⑵、风巷瓦斯抽放分管管径选择选择瓦斯管径，可按下式计算：式中D—瓦斯管内径，m；c—瓦斯管路中瓦斯浓度，本设计取40%Q—机巷分管内混合瓦斯流量，m3/min；V—瓦斯在管路中的经济流速，m/s，一般取V＝10~15m/s，在此取10m/s。Q混风=Qh×1148×70/100c=4.64m3/min可得： 第95页根据计算风巷支管选择直径为Φ100无缝钢管,壁厚可选择9mm或10mm。⑶、采区回风巷干管管径选择选择瓦斯管径，可按下式计算：式中D—瓦斯管内径，m；c—瓦斯管路中瓦斯浓度，本设计取40%Q—机巷分管内混合瓦斯流量，m3/min；V—瓦斯在管路中的经济流速，m/s，一般取V＝10~15m/s，在此取10m/s。Q混总=Q混机+Q混风=3.98m3/min+4.64m3/min=8.62m3/min可得：根据计算风巷支管选择直径为Φ150无缝钢管,壁厚可选择9mm或10mm.3.3.3瓦斯泵选型抽放系统管道阻力计算（1）直管摩擦阻力计算计算直管摩擦阻力，可按下式计算：Hz＝9.81﹙L△Q2mix／K0D5in﹚式中：Hz——阻力损失，Pa；L——直管长度，m；△——混合瓦斯对空气的密度比.C——管路内瓦斯浓度，取C=40%Qmix——瓦斯流量，m3/h；Din——管道内径，cm；k0——系数，见表5.1；混合瓦斯对空气的相对密度Δ计算： 第95页式中：ρ1——瓦斯密度，取0.715kg/m3；n1——混合瓦斯中瓦斯浓度；ρ2——空气密度，取1.293kg/m3；n2——混合瓦斯中空气浓度。根据上式计算得γ=0.821表3.3.1不同管径的系数K0值通称管径(mm)152025224050K0值0.460.470.480.490.500.52通称管径(mm)7080100125150>150K0值0.550.570.620.670.700.71机巷支管段与运输联络巷支管段阻力：风巷支管段与运输联络巷支管段阻力：采区回风巷干管段阻力：抽放管道直管段总阻力:Vmax=Vmax(1.2)+V3HZ=H机+H风+H采回=5.844+1.764=7.608（kPa） 第95页（2）局阻力计算按经验值，取沿段管道总摩擦阻力的15%作为局部阻力HrHr=Hz×15%=1.141KPa（3）抽放管道总阻力Hc=Hz+Hr+HfHc——瓦斯抽放管道总阻力Hz——直管路段摩擦阻力Hr——管道局部摩擦阻力Hf—抽放瓦斯管口处负压取10kPaHc=10+1.142+7.608=18.821kPa（4）瓦斯压送及管路总阻力地面瓦斯压送及管路总阻力取经验数值5kpa3.3.4瓦斯泵流量和压力计算⑴瓦斯泵流量计算抽放瓦斯泵流量必须满足抽放系统服务年限之内最大抽放量的需要。式中：Qps——抽放瓦斯泵的额定流量，m3/min；Qemax——矿井瓦斯最大抽放总量，m3/min；Xe——矿井抽放瓦斯浓度，％；η——瓦斯抽放泵的机械效率，一般取0.8；K——备用系数，K=1.2。（2）瓦斯泵压力计算瓦斯抽放泵的压力是克服瓦斯从井下抽放孔口起，经抽放管路到抽放泵，再到释放点所产生的全部阻力损失。Hp=(Hc+Hs)kBHp——瓦斯泵的压力 第95页HC——瓦斯泵抽放段总阻力Hs——瓦斯泵地面压送段阻力，取经验值5kPakB——备用系数，一般取1.2Hp=(18.821+5)×1.2=28.585kPa3.3.5瓦斯泵选型确定一、瓦斯泵类型：a．离心式鼓风机；b.回转式鼓风机(包括罗茨鼓风机、叶式鼓风机、滑板式压气机等)；c.水环真空压缩机；d.往复式压气机(只用于地面正压输送瓦斯)。根据比较选用水环式真空压缩机适用于负压抽出瓦斯;采用最新国外先进技术，气量大、效率高（2BE1）系列真空泵工作效率高达60%.70%，SK、2SK、SZ系列真空泵效率约为30.40%）、低噪音。本设计选用2BE1水环式真空泵，根据2BE1水环式真空泵参数手册（见附表）。最后选定2BE1252.0型，电机功率为75KW，配套电机型号Y280S.4。3.4防突措施3.4.1煤与瓦斯突出的可能性分析a、矿井地质概况1）成煤时期矿区内主要含煤地层为上二叠系上统龙潭组。2）煤层赋存与埋藏深度主要由各种不同粒级的碎屑岩、其次为泥灰岩、生物碎屑灰岩、菱铁质岩及煤组成。含煤地层有标一至标十三10个标志层。埋藏深度增大，瓦斯涌出量将增大，瓦斯梯度加大，煤与瓦斯突出的可能性增大。5）地质构造及破坏程度矿区位于少普井田以地贵背斜为主要构造单元，构造简单，构造方向以北东东为主，内部断裂则少而小，对煤层破坏性很小。福利煤矿位于少普井田东北角，地层走向65°～80°，倾向SE，倾角9°～22°，一般为12°，为单斜构造。矿井范围内无大的断层，矿界西北角外有F2和F2.3断层，对本矿无影响，矿界内只发现F108隐伏逆断层，断距小、对开采影响不大。 第95页褶皱：矿区地层褶皱不是很发育，对矿井采掘无大的影响。断层：矿井范围内无大的断层，矿界西北角外有F2和F2.3断层，对本矿无影响，矿界内只发现F108隐伏逆断层，断距小、对开采影响不大。b、瓦斯基本参数1）煤层瓦斯涌出量根据预测：本矿瓦斯涌出量为23m3/t。2）未获得煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数及地质勘探过程中钻孔透煤时瓦斯涌出动力现象等资料，需进一步补充。3）矿井与邻近矿井煤与瓦斯突出情况。4）本矿未发生过煤与瓦斯突出事故，矿井按煤与瓦斯突出矿井设计与管理。3.4.2综合防突措施一）开拓方式本矿为斜井开拓。二）煤层开采顺序本矿设计区段间下行式开采。三）采煤方法设计采用走向长壁后退式采煤法。四）采区巷道布置设计的1采区用开拓巷道直接为采区服务，各区段设置有区段轨道石门、区段回风石门及区段运输石门。五）矿井通风方式和通风方法矿井通风方式为并列式，通风方法为抽出式。主平硐、副斜井进风，回风斜井回风。矿井地面通风机房配有高效节能轴流式通风机2台（1台工作，1台备用）。回采工作面和掘进工作面均为相对的独立通风系统。采煤工作面采用“U型”通风，新鲜风流由工作面运输顺槽进入，新鲜风流冲洗工作面，乏风经回风顺槽进入风井，由专用回风井排出地面。该通风方式结构简单，巷道维修量小，工作面漏风量小，风流稳定，但上隅角瓦斯容易积聚。掘进工作面采用局部通风机压入式通风，通风系统可靠，风流稳定，只要采取有效的预抽措施后，瓦斯不易积聚。3.4.3其他防突措施 第95页一）预抽煤层瓦斯1）预抽煤层瓦斯抽放方法与钻孔布置详见本章第四节。2）预抽煤层瓦斯防突措施的有效性指标的确定和依据。（1）瓦斯抽出率应大于30%。（2）预抽煤层瓦斯后，在控制区内煤层残余瓦斯压力与残余瓦斯含量应分别小于该煤层始突深度处的瓦斯压力与瓦斯含量的80%。二）石门和井巷揭煤的防突措施根据方案，本矿内有多处石门和斜巷揭煤，因此在施工中有多处石门需揭煤，采用如下的措施。石门和斜巷揭煤时须依照如下顺序和要求进行（1）石门揭穿突出煤层前，必须打钻孔控制煤层层位、测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性，前探钻孔、测压钻孔布置方式见图3.5.3。1、2—控制煤层层位钻孔；3、4—测定煤层瓦斯压力钻孔图3.4.1控制突出危险煤层的前探钻孔布置示意图（2）在工作面距煤层法线距离10m（地质构造复杂、岩石破碎的区域20m）之外，至少打2个前探钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况等。（3）在工作面距煤层法线距离5m以外，至少打2个穿透煤层全厚或见煤深度不少于10m的钻孔，测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性。测定煤层瓦斯压力时，钻孔应布置在岩层比较完整的地方。对近距离煤层群，层间距小于5m或层间岩石破碎时，可测定煤层群的综合瓦斯压力。 第95页（4）工作面与煤层之间的岩柱尺寸应根据防治突出措施要求、岩石性质、煤层倾角等确定。工作面距煤层法线距离的最小值为：抽放或排放钻孔3m，金属骨架2m，水力冲孔5m，震动爆破揭穿（开）急倾斜煤层2m、揭开（穿）倾斜或缓倾斜煤层1.5m。如果岩石松软、破碎，还应适当加大法线距离。（5）石门揭穿（开）突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防治突出措施，经检验措施有效后，可用远距离爆破或震动爆破揭穿（开）煤层；若检验措施无效，应采取补充防治突出措施直至有效。当预测为无突出危险工作面时，可不采取防治突出措施，直接采用远距离爆破或震动爆破揭穿（开）煤层。三）巷道掘进防突措施本矿采用超前钻孔预抽煤巷条瓦斯，使得煤层瓦斯卸压，从而达到防突效果，具体方法请见本章第四节瓦斯抽采部分。四）回采工作面防突措施回采工作面防突措施有松动爆破、注水湿润煤体、超前钻孔、预抽瓦斯等防治突出措施。本矿回采工作面的防突，设计采用本煤层顺层钻孔预抽煤层瓦斯和超前钻孔排放瓦斯措施。具体详见本章第四节瓦斯抽采部分。回采工作面预抽瓦斯，经效果检验无突出危险时，可不采取措施，当未消除突出危险时，一方面应加大瓦斯的抽放力度；另一方面应在工作面向工作面推进方向每隔5m施工一个瓦斯排放钻孔，孔深15m。排放钻孔布置详见图3.4.2。图3.4.2回采工作面瓦斯排放钻孔布置图3.4.4煤与瓦斯突出预测及预测仪器一）煤与瓦斯突出预报矿井突出危险性预测分为区域突出危险性预测和工作面突出危险性预测。（1）区域性突出危险性预测矿井区域性预测煤层突出危险性预测的指标有煤的破坏类型、瓦斯放散初速度指标（△P）、煤的坚固性系数（f）和煤层瓦斯压力（P）以及D值、K值。各指标临界值应根据相邻突出矿井实测资 第95页料确定。如无实测资料时，参照《防治煤与瓦斯突出规定》提供的数据进行预测，具体详见表3.5.6、表3.5.7。煤层全部指标值达到或超过临界值时，该煤层即为突出煤层。表3.4.1区域性预测煤层突出危险性单项临界指标表煤层突出危险性煤的破坏类型瓦斯放散初速度△P煤的坚固性系数f煤层瓦斯压力P（MPa）突出危险Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ100.50.74表3.4.2用综合指标D和K预测煤层区域突出危险性的临界值煤层突出危险性综合指标D煤的突出危险性综合指标K无烟煤其他煤种0.252015（2）工作面突出危险性预测1）石门揭煤工作面突出危险性预测石门揭开煤层前，建议采用钻屑瓦斯解吸指标法预测工作面突出危险性，当该方法较难实现时，可以采用测定煤层瓦斯压力的方法。钻屑瓦斯解吸指标法预测工作面突出危险性具体操作步骤和方法：在石门工作面距所揭煤层最小垂距5m时，打两个直径为42mm的预测钻孔（可利用探煤钻孔），在其钻进煤层时，用1～3mm的筛子筛分钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值（或△h2值）。钻屑瓦斯解吸指标的临界值，以矿上实测数据为准。目前，矿上无实测数据，根据《防治煤与瓦斯突出规定》提供的数据，参照表3.5.8所列指标临界值预测突出危险性。表3.4.3钻屑解吸指标临界值表钻屑种类钻屑解吸指标临界值△h2（Pa）K1（mL/g·min1/2）干煤2000.5湿煤1600.4 第95页煤层瓦斯压力测定方法：在测压钻孔内插入带有压力表接头的紫铜管，管径为8mm，长度不小于7m；将特制额柱状粘土（含自然水分经炮泥机挤压成型的炮泥）送入孔内，柱状粘土末端距紫铜管末端0.5m，每次送入0.5m，用堵棍捣实；每堵1m粘土柱打入1个木塞，木塞直径小于钻孔直径10mm。打入木塞时应保护好紫铜管，以防折断；在孔口1.0m用水泥砂浆封堵。经24小时水泥凝固后，安上压力表测压，并详细记录压力上升与时间的关系，直到压力稳定为止。稳定后的压力极为煤层瓦斯压力。当压力大于或等于0.74MPa时，工作面有突出危险性，必须采取防治突出措施，反之，工作面无突出危险性。2）煤巷掘进工作面突出危险性预测设计采用钻屑瓦斯解吸指标法预测突出危险性。操作步骤和方法为：①煤巷掘进工作面打3个直径为42mm、孔深l0m的钻孔，一个钻孔位于巷道工作面的中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外2～4m处，钻孔布置见图3.4.4。图3.4.4煤巷掘进工作面突出危险性预测钻孔布置图②钻孔每打1m测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标△h2或K1预测工作面的突出危险性。采用钻屑指标法预测工作面突出危险性时，应根据实测数据确定，如无实测数据时可按表3.5.4所列的指标临界值预测突出危险性。实测的任一指标Smax值、K1或△h2：值等于或大于临界值时，该工作面预测为突出危险工作面。表3.4.4钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的临界值Δh2最大钻屑量K1危险性PaKg/mL/mmL/（g·mm1/2）≥200≥6≥5.4≥0.5突出危险工作面＜200＜6＜5.4＜0.5无突出危险工作面③采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性，当预测为无突出危险性时，每预测循环应留有2m的预测超前距。3）回采工作面突出危险性预测采煤工作面突出危险性预测可使用煤巷掘进工作面突出预测方法，沿采煤工作面每隔10～15m布置一个预测钻孔，孔深根据工作面的条件选定，深度为5～10m。预测方法同上，当预测为无突出危险性时，每预测循环应留有2m的预测超前距。 第95页4瓦斯突出参数仪，WTC1套5瓦斯突出综合预测，MZJWF1套6突出危险预报仪，TW1套7风动钻机，QHFZ.251台8轻便型防突钻机，QFZ.221台3.4.5安全防护措施安全防护措施是“四位一体”综合防突措施的第四个环节，其目的在于预测失误或防突措施失效后发生突出时，避免造成人员伤害，从而建立起防止突出事故的第二道保障线。2）设置防突反向风门（1）在石门揭煤和煤巷掘进工作面的进风侧，设置2道牢固可靠的反向风门，以控制突出时的瓦斯能沿回风道流入回风系统，如图3.5.6下所示；（2）反向风门之间的距离不得小于4.0m；（3）反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定，但反向风门距工作面回风巷不得小于10m，与工作面的最近距离一般不得小于70m，如小于70m时设置至少3道反向风门；（4）反向风门墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m；墙垛厚度不得小于0.8m。在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。通过反向风门墙体的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设有逆向隔断装置；3）设置避难所避难所设置向外开启的隔离门，隔离门设置标准按照反向风门标准安设。室内净高位2.2m，深度满足扩散通风的要求，长度和宽度应根据可能同时避难的人数确定，能满足27人避难，且每人使用面积为0.8m2。避难所内支护保持良好，并设有与矿（井）调度室直通的电话；避难所内放置足量的饮用水、安设供给空气的设施，每人供风量为0.5m3/min。如果用压缩空气供风时，设有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴；避难所设计隔离式自救器25个。（3）避难所设计本矿设计的避难硐室采用梯形断面、工字钢支护，硐室净断面积5.5m2 第95页，硐室的几何尺寸为：下宽×中高×深度＝3000×2200×2500mm，内设食用水管路系统，直通矿调度室的通信系统和压风自救系统，每个避难硐室内设置一组自救袋，每组自救袋设置15个吸嘴，如下图3.5.7所示。图3.4.5避难硐室支护断面图4）防突挡拦为降低爆破诱发突出的强度，可根据在12101炮掘工作面安设挡栏。挡栏可以用金属、矸石或木垛等构成。金属挡栏一般由槽钢排列成的方格框架，框架中槽钢的间隔为0.4m，槽钢彼此用卡环固定，使用时在迎工作面的框架上再铺上金属网，然后用木支柱将框架撑成45°的斜面。一组挡拦通常由两架组成，间距为6m。可根据预计的突出强度在设计中确定挡栏距工作面的距离。5）压风自救系统（1）压风自救系统应当达到下列要求：①压风自救装置安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内的压缩空气管道上；②在以下每个地点都应至少设置一组压风自救装置：距采掘工作面25～40m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等。在长距离的掘进巷道中，应根据实际情况增加设置；③每组压风自救装置应可供5～8个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。④压风自救系统必须派专人维护，确保设备完好、风量足够，且要求24小时随时可以使用。（2）系统组成 第95页地面固定式压风机，压风主管路，压风分管，压风自救装置，压风卸压阀，呼吸面罩。矿井压风自救系统配置组数：根据矿井的开采范围和巷道布置。掘进工作面每50m设置一组压风自救系统；回采工作面回风平巷每50m设置1组，回采工作面进风平巷每50m设置1组。压风自救系统安设在井下压风支管上，每组安装8个压风卸压阀，每个卸压阀配呼吸面罩一个。（3）设备选择：选用SE110A（w）.8螺旋式空气压缩机2台（1台工作，1台备用），配套电机功率110KW、电压380V。压风自救系统具体布置位置详见附图5：贵州省织金县井下综合管网（排水、压风自救）系统图。6）专用回风井本矿采用斜井开拓，分别为主平硐、副斜井和回风斜井，回风斜井作为矿井的专用回风井。 第95页第四章矿井通风系统4.1矿井通风系统设计平安煤矿是高瓦斯矿井，矿井瓦斯涌出量为23m3/t。主平硐以20°的方位角20°倾角掘进，目前矿方已按原设计施工了约300m。下一步，主平硐掘到+850m标高落平后通过石门揭煤，在煤底板中沿煤层走向向南布置运输大巷，运输大巷需掘进209m，运输大巷通过石门揭煤后沿煤层伪斜方向在煤层中布置运输和回风上山，在运输上山顶部+950标高布置绞车房，回风上山顶部通过回风大巷与回风石门和回风斜井相连。回风斜井布置在井田中部公路边，ZK001钻孔附近，坐标为（X=2881521，Y=36361431，Z=+1010），布置于煤层顶板中，采用反斜井，石门揭煤后通过回风大巷与回风上山相连。二采区需沿煤层走向向南布置运输大巷和回风大巷约250m，与一采区运输大巷和一采区回风上山相连,二采区开拓采用两条下山，均布置于煤层中，在最低准采标高+700附近布置井底车场和二采区井底水仓。三采区布置与原设计相同，需利用原平安煤矿主井作三采区回风斜井，需向北延伸底板运输大巷，运输大巷通过运输石门与三采区运输下山沟通，在原老井采空区防水煤柱下部+850标高与+700标高之间沿煤层伪斜布置三采区运输和回风下山。整个矿井划分为三个采区，均为双翼布置。综上所述为了方便通风管理和安全，选择抽出式通风方式为该矿井的通风方式。矿井通风系统为单翼对角式。风流从入口流入然后流经水平大巷，在流过炸药库、机电硐室、采面等用风地点，然后总回风流汇聚到总回风巷，从南井流出地面。4.1.1采区的通风方式和工作面通风系统1）通风方式：采区的通风系统是指该矿井风流流经主要进风巷进入采区，流经有关巷道，采掘工作面、硐室和其他用风地点后，沿采区回风巷排至主要回风井的整个网络。综上所述该矿通风方式为并列式，采面独立进回风。工作面通风方式为U形通风，后退式U形通风。一条为进风道，一条为回风道。掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。2）通风系统（1）8101采面通风路线：新鲜风流经主平硐进入→运输大巷→井底绕道→运输上山→行人斜巷→运输上山→联络巷→8101工作面运输顺槽→8101工作面→8101回风顺槽→回风斜井→引风道（风机）→地面。（2）掘进工作面为9101运输巷掘进面其通风路线为：新鲜风流经主平硐进入运输大巷→井底绕道→运输上山→行人斜巷→运输上山→ 第95页联络巷→运输石门→掘进面1→9101回风巷→运输上山局部通风机1→风筒1→→回风斜井→引风道（风机）→地面。（3）掘进工作面为91022运输巷掘进面其通风路线为：新鲜风流经主平硐进入运输大巷→井底绕道→运输上山→行人斜巷→运输上山→联络巷→运输石门→掘进面2→9102运输巷→运输上山局部通风机2→风筒1→→回风斜井→引风道（风机）→地面。（5）井底硐室主要有：采区变电所、避难硐室、水泵房等。其按照独立的通风原则行，需满足《煤矿安全规程》的有关通风系统风路的要求。通风线路风为：①　绞车房通风路线：新鲜风流经主平硐进入→井底绕道→运输石门→运输大巷→区段运输斜巷→运输上山→运输上山绞车房→回风大巷→回风石门→回风斜井→引风道（风机）→地面。②　水泵房通风路线：新鲜风流经主平硐进入→管子道→水泵房配风巷→井底主（副）水仓→运输大巷→回风上山回风大巷→回风石门→回风斜井→引风道（风机）→地面。3）矿井通风容易时期和困难时期通风系统（1）矿井通风容易时期的通风系统新鲜风流经副斜井进入→联络巷→8101工作面运输顺槽→8101工作面→8101回风顺槽→回风斜井→引风道（风机）→地面。（2）矿井通风困难时期的通风系统新鲜风流经主平硐进入→运输大巷→井底绕道→运输上山→行人斜巷→运输上山→联络巷→8101工作面运输顺槽→8101工作面→8101回风顺槽→回风斜井→引风道（风机）→地面。附图2：贵州省桐梓县平安煤矿矿井通风系统及网络图4.2矿井风量、风压及等积孔4.2.1矿井风量计算和分配本矿采用AQ1018.2006标准中的分源预测法计算，从采面需风量、备采工作面需风量、硐室需风量以及按最多人数需风量进行分别计算。在硐室可以按照经验取值，只要能满足安全要求，可以在合理的区间取值。凡是存在漏风风路的就按照漏风系数取值计算。采煤工作面的平均断面积8.6m2，回采工作面温度一般在22° 第95页，回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量为5.36m3/min，三四班交接时人数最多20人；掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量3.68m3/min，掘进工作面同时工作的最多人数为10人，一次爆破炸药用量3.0kg。按照要求计算。生产矿井的总进风量按照下列要求分别计算困难时期和容易时期的通风系统的风量计算，并取最大值。一、矿井通风困难时期的风量计算1）按照生产矿井井下工作人数最多计算三四班交接时人数为100人。式中N...矿井中同时工作的最多人数，人：..矿井通风系数，包括矿井内部漏风和局部配分不均匀等因素，Km一般取1.2——1.25。2）按照采煤、掘进、硐室以及其他地点的实际需风量的总和计算式中.....各采煤工作面和备用工作面所需的风量之和，m3/min:.....各掘进工作面所需的风量之和，m3/min:.....各硐室所需的风量之和，m3/min:.....除上述各用风点外，其他巷道风量之和，m3/min：..矿井通风系数，包括矿井内部漏风和局部配分不均匀等因素，Km一般取1.2——1.25。(1)8101采煤工作面的需风量①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算工作面需风量式中.....第i个采煤工作面瓦斯（或二氧化碳）涌出不均匀系数。是最大涌出量和最小涌出量之比，有统计可得。对于机采工作面，取1.3~1.45：炮采工作面为取1.35~1.5，.....第i个采煤工作面瓦斯（或二氧化碳）涌出量（根据实际测量所得），m3/min。 第95页该矿井8101采面的平均瓦斯涌出量为5.36m3/min。②按人数计算以N表示采煤工作面同时工作的最多人数为100人，则采煤工作面需风量为：式中4——表示每分钟供给的最小需风量：m3/min——表示采煤工作面中同时工作的最多人数，人。该采煤工作面三四班交接时人数最多100人。③按照工作面气温计算参照工作面气温与风速对照表4.1表4.1工作面气温与风速对照表工作面气温/℃＜1515~2020~2222~2424~26工作面风速v/(m.s.1)0.3~0.50.5~1.01.0~1.21.2~1.51.5~2.0由表4.1可知长壁工作面的风量为：式中——表示第i个采煤工作面的风速，按照表4.1取值，——表示第i个采煤工作面的有效断面积，按照最大和最小控顶有效面积计算，——表示第i个采煤工作面的长度风量系数，采煤工作面的平均断面积8.6m2，回采工作面温度一般在22°，按表4.2选取。表4.2采煤工作面长度风量系数工作面长度/m＜1515~8080~120120~150150~180＞180工作面的长度风量系数kpli0.80.91.01.11.21.3④按工作面风速计算：按最低风速0.25m/s计算，采煤工作面的最低需风量为： 第95页按最高风速4m/s计算，采煤工作面的最低需风量为：该采区工作面的风速要求为：即为前面算出的采面需风量应取最大值Qpi=max{6.67，13.936}=13.936，并与上述风量区间范围内，符合《规程》风速要求。综上比较按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算工作面需风量最大836.16m3/min。(2)按掘进工作面所需风量进行计算：①按瓦斯或则二氧化碳涌出量进行计算：式中——第i个掘进工作面所需的风量，m3/min——该掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min——改掘进工作面瓦斯涌出的不均匀系数，由实测取1.5~2.0.掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量3.68m3/min，该矿设计采掘比为1：2，则单个煤巷掘进面瓦斯涌出量为1.89m3/min.②按炸药量计算;式中500——每千克炸药爆破后稀释烟炮所需的新鲜风量，m3/min：——第i个采煤工作面一次爆破后所需的最大炸药量，kg：t——爆破后稀释烟炮所需的时间，min，一般取20~30min。该矿井一次爆破炸药用量3kg。按人数进行计算： 第95页——第i个掘进工作面的人数，掘进工作面同时工作的最多人数20人。③按风速进行验算：每个掘进巷道的需风量：式中——第i掘进工作面的断面，m2.每个煤巷或半煤岩巷掘进面所需的风量：每个煤巷、岩巷或半煤岩巷掘进面所需的风量：为;,即为掘进工作面所需风量，满足要求；矿井正常开采期间有2个掘进头，则矿井掘进总需风为。掘进巷道的风量=5.985m3/s，掘进巷道的风速为{0.15,4},本矿井的掘进的掘进巷道风速为{0.16,0.7}满足要求。以上几种方法对采区的每个掘进工作面进行计算，取最大值作为掘进工作面所需风量，这些风量累加就是采区掘进工作面的总风量。综上计算当为按掘进工作面所需风量进行计算最大为699.2m3/min。（3）硐室所需的风量计算采区变电所所需的风量：、采区绞车房的、水泵房,其他巷道还需独立通风的，可以根据通风作用进行计算。由于没有其他硐室，所以需风量为0.硐室的总需风量为：矿井总风量为困难时期的通风量为： 第95页由以上分别按井下同时工作最多人数计算、按各用风地点的实际需风量计算（由内到外的计算方法）这两个步骤的风量计算，2种方法计算的矿井总风量的最大值为：35.89m3/s本矿井风量取Q=2160m3/min=36m3/s二、矿井容易时期通风通风容易时期与困难时期按照人数计算相同：掘进巷道需风量与困难时期相同：硐室的需风量也与困难时期相同：矿井容易时期的总需风量为:综上所述：矿井困难时期和容易时期的需风量分别为34.02m3/s，19.16m3/s。所以选择的矿井总风量为{36m3/s，20m3/s}。三、矿井配风的原则和方法根据实际所需由里向外进行配风，先定井下采掘工作面，火药库、充电硐室等各种用风点所需的有效风量，在加上逆风流方向和各风路允许的漏风量，得到矿井的总风量：若再加上由于体积膨胀的风量（总进风量的5%），得到矿井的总回风量：最后加上抽出式通风机井口和附属装置的允许外部漏风量，得到主要通风机的总风量，对于压入式通风的矿井，通过压入式主要通风机总风量即为矿井总风量与外部漏风之和。由于该矿井为抽出式通风方式，所以适用抽出式的分配和方法。1）分配原则：确定矿井总风量后，应将其分配到各用风地点，其分配原则主要是：①分配到各用风地点（包括回采面、掘进面、硐室等）的风量，应不低于计算风量；②为维护巷道，防止坑木腐烂，金属锈蚀，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， 第95页配风量必须满足符合《煤矿安全规程》中关于氧气、瓦斯、二氧化碳和其他有毒有害气体安全浓度的规定：关于最高风速和最大风速的规定：关于采掘工作面和机电硐室最高温度的规定：关于冷空气预热的规定：关于空气中粉尘浓度的规定等。2）分配方法①确定矿井一采区总风量后，首先按照采区布置图给各回采面、掘进面、硐室分配风量；②从总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量，余下的风量按采区产量、采掘面数目、硐室数目等分配到各采，再按一定比例将这部分风量分配到其他用风地点，用于维护巷道和保证行人安全。3）配风依据：沿途漏风，尤其是风流短路，较大地影响了通风的安全和经济性，因此应该尽量减少沿途的漏风和短路，可以参照《矿井通风与安全》第八章的沿途允许漏风率参考表4.3采取措施，加强管理。矿井风量分配四、矿井风量确定1）矿井通风容易时期风量分配在计算出的矿井需风量，减去独立回风的硐室、巷道风量和掘进风量后，各采煤工作面风量按其产量，瓦斯涌出量情况配风。采区变电所库所需的风量：配风1.8m3/s；硐室所需的风量：采区绞车房的，水仓,分别配风1.3m3/s；独立供风的掘进面2个：配风12m3/s；回采工作面总的风量：。此分配满足风速要求，所以符合《煤矿安全规程》井巷中允许风流速度规定。2）矿井通风困难时期风量分配（1）按井下同时工作最多人数计算，与通风容易时期相同，为150m3/min。（2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行分配：硐室的风量分配：消防材料库所需的风量：配风2m3/s，采区绞车房的，水泵房,分别配风1.5m3/s，采煤工作面的风量确定，为，配风16m3/s，掘进工作面所需风量的计算，与通风容易时期相同，为配风14m3/s，其它巷道所需风量本矿无需独立供风巷道因此Q其他＝0。此分配满足风速要求，所以符合《煤矿安全规程》井巷中允许风流速度规定。4.3掘进通风 第95页4.3.1掘进通风方法各掘进工作面均利用局部通风机采用压入式通风，通风长度最长达500m左右，设有独立的进、回风巷（或联络巷道）与主井、及回风井相连，掘进头之间及与回采面之间没有串联通风，局部通风机及启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风新鲜风流中。4.3.2局部通风设备选型根据本矿井最长局部通风巷道为500m左右，掘进头的需风量为8m3/s，参照《通风安全学》局部通风机选型，结合本矿实际情况，计算和设备选型如下一）局部风机工作系数：1）通风风阻（4.3.1）式中：R—风筒总风阻，Pa；R100—风筒百米风阻值，（本矿参照《通风安全学》表6.3.5胶布风筒的百米风阻值）取15.88N·S2/m8；L—巷道总长度，取500m。2）风机工作风量m³/S（4.3.2）式中：Q—风机工作风量，m³/s；Pq—风筒漏风系数，本矿取；Qh—工作面需风量，取8m³/s。3）风机全压Pa（4.3.3）式中：—空气密度，取1.2Kg/m3；D—风筒直径，600mm；其他与以上相同。 第95页二）设备选型1）局部通风机：2BKJ56.NO.5型轴流通风机，电机功率：11KW，全压540～6400Pa，效率80%，风量600—240m³/min。2）风筒：直径600mm胶布风筒，采用双反边连接方式。4.3.3局部通风机设置要求1）掘进巷道贯通在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。贯通时，必须由专人在现场统一指挥，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在0.8%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。2）掘进井筒及巷道必须采用局部通风机通风。本矿井掘进工作面采用局部通风机压入式通风。长距离掘进由于阻力加大，会出现通风困难。可采用两台同型号、同功率局部通风机串联，以增加风压克服阻力，保证风量供给。4.3.4防止产生循环风的安全措施1）局部通风机和启动装置必须安装在进风巷道中（本矿设计安装在一区段运输平巷、副斜井井底联络巷中），距离掘进巷道回风口不得小于10m的进风侧。2）全负压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸风量。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《煤矿安全规程》（2009版）之第一百零一条的有关规定。即掘进岩巷时，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速大于0.15m/s；掘进煤巷时，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速大于0.25m/s。4.4硐室通风4.4.1井下独立通风硐室的通风系统及安全措施（1）矿井通风硐室根据本矿井开拓及采区布置，井下需独立通风的硐室有主、副斜井底部的水泵房。水泵房的通风线路为：主平硐 第95页→水泵房→回风斜井→引风道→地面。水泵房与运巷回风绕道联巷处设置有调节风门，对风流及风量进行调节，确保绞车硐室、水泵房有足够的风量通过和控制8101回采工作面有足够的风量。4.4.2采用扩散通风的酮室及通风要求硐室深度为6m、入口宽度为1.5m无瓦斯涌出，可采用扩散通风。根据本矿的开拓布置，井下消防材料库是采用扩散通风的硐室。绞车房采用独立通风。4.5井下通风设施及构筑物4.5.1通风构筑物设置根据矿井开拓、开采系统和巷道布置以及《煤矿安全规程》（2009版）要求，设置相应通风设施，用于井下风量调节。（1）在风井安全出口、联络平巷、回风绕道、一采区废弃的斜井与11301工作面回风顺槽交接处各设2道正反向风门。（2）水泵房配风巷设置调节风门。（3）在回风井井口设置防爆门。（4）在矿井的主平硐、副斜井、回风斜井内设置永久测风站，采掘工作面及其他用风地点设置了临时测风站。（5）在废弃巷道、废弃的掘进工作面联络巷两侧等处设永久性或临时性风墙。各种通风构筑物的设置地点详见附图2：贵州省织金县福利煤矿矿井通风系统及网络图。4.5.2通风构筑物设置技术要求一）风门的设置技术要求风门设计选用普通风门，正向、反向为一组，设置两组。风门设置避免在弯道和倾斜巷道中设置风门并且风门的前后5m内支架完好，门墙厚不小于0.45m，四周掏槽深0.3m；结构严密，漏风小，向关门方向缓倾斜85°；正向风门应迎风流开启；四）引风道的设置技术要求：引风道与回风风井之间的夹角为35°，采用风机蝶阀开关状态控制风机运行状态，主要通风机运行时，主要通风机蝶阀全打开并固定好，备用通风机蝶阀则关闭并固定好。矿井主要通风机反风采用风机反转进行，必须在10min内改变巷道中的风流方向；当风流方向改变后，主要通风机的供风量不应小于正常供风量的40%。当井下发生火灾时必须经矿技术负责人同意后方可进行全矿性的反向通风。 第95页五）防突风门防突风门设计选用特制风门，由两道反向风门组成，防突风门设置在掘进巷道进风侧，设置两道风门，两道风门之间距离为4米。风门之间结构严密，不漏风，向关门方向缓倾斜80°，确保能够自动关闭。4.6矿井主通风机及矿井反风4.6.1矿井通风设备选型1）通风方式本矿井通风方式采用并列抽出式通风方式，根据前面的计算可知矿井的风量和一些参数，矿井通风参数见下表：表4.6.1矿井通风参数表名　称风量（m3/s）负压（Pa）容易时期20507.73困难时期351002.833）通风机选型计算（1）通风机需风量：（4.6.1）式中：KL—漏风备用系数，KL＝1.05QK—矿井要求的总风量，m3/s。通风容易时期：Q1=20×1.05=42.1m3/s；通风困难时期：Q2=35×1.05=36.75m3/s。（2）通风机需要的静压：①自然风压本矿开采3#煤层8101采煤工作面时，回风斜井井口标高为+1549m，进风井主平硐、根据图纸显示，本矿进、出风井井口标高差为34m，风井口至井底最大高差为98m，210m＜400m。但本矿为小型矿井，通风机风压需要适当考虑克服自然风压。自然风压根据“科马洛夫”经验公式计算：（4.6.2）式中： 第95页Hn—自然风压（mmHg）P0—当地地面平均大气压，取620mmHg；H—矿井开采深度，H=98m；T1—进风井平均温度，取10℃；T2—回风井平均温度，取25℃；R—矿井空气系数，取287J/（Kg·K）。则矿井开采初期自然风压：Hn=620×98×[1/（273+10）－1/（273+25）]×9.8×（1+98/10000）/287=0.37（mmHg）=50（Pa）矿井开采后期自然风压Hn=620×210×[1/（273+10）－1/（273+25）]×9.8×（1+210/10000）/287=0.37（mmHg）=110（Pa）②矿井主要通风机负压通风容易时期：＝577.73－50+100＝627.73Pa（4.6.3）通风困难时期：＝1212.83+110+100＝1412.83Pa（4.6.4）式中：Δh—通风机消音器等阻力之和，取100Pa③通风机的设计工况点风机设计工况点的参数，见表4.6.2所示，其通风机特性曲线如图4.6.1所示。表4.6.2风机设计工况点参数表名称风量（m3/s）负压（Pa）叶片安装角度效率η容易时期M′40627.7338º46ˊ65%困难时期m′441412.8349º55ˊ75%4）风机选型根据以上计算，设计推荐选择同能力的BDK54.6.№15型防爆对旋轴流式风机两台，一台运行，一台备用。风量范围30.7～47.5m³/s，风压范围891～2261Pa。通风机特性曲线见图4.6.1。 第95页图4.6.1通风机性能曲线及通风容易（困难）时期工况点（M、m）风机实际工况点的参数，见表4.6.3所示。表4.6.3风机运行工况点参数表名称风量（m3/s）负压（Pa）电功率（KW）叶片安装角度效率η容易时期M20644.5869.838º46ˊ65%困难时期m351449.96121.349º55ˊ75%5)电动机功选择（1）电动机功率计算根据通风机的实际工况点，按照式4.6.5计算所需的电动机功率：（4.6.5） 第95页式中：K—电动机功率备用系数，一般取1.1—1.2，取1.2；Q—通风机工况点的风量，m3/s；H—通风机工况点的风压，Pa；ηmec—由风机性能曲线查得的工况点效率；ηi—传动效率，联轴传动取0.98。所以有：最小功率：Nmin==49.53KW最大功率：Nmax＝=107.66KW（2）电动机种类及台数由于：（4.6.6）式中：Nmin—所需的最小功率，KW；Nmax—所需的最大功率，KW。所以：每台通风机配备两台电动机，通风容易时期和通风困难时期各自己配备一台，其电动机功率为：容易时期：KW（4.6.7）困难时期：KW（4.6.8）式中：Ke—电动机容量备用系数，取1.1；ηe—电动机效率，取0.9；ηtr—传动效率，直联取1。6）工况调节方式当矿井初期风压和风量较小时可调节风机叶片安装角度，满足矿井通风要求。 第95页9）安装布置方式风机及其扩散器等配件放在坚实地面上铺设的轨道上。10）机房安全出口通风机房在长度方向必须设两个高2m，宽1.5m安全出口。11）性能测试方式煤矿须按有关规定委托有资质的机构对主要风机进行定期检测。12）通风机设置及要求（1）主要通风机必须装备两套同等能力的风机（包括电动机），其中一套运转，一套备用，备用的一套要求在10分钟内能够启动。（2）矿井主要通风机要有两路直接由变电所馈出的供电线路，线路上不分接任何负荷。（3）新安装的主要通风机投入使用前，进行一次通风机性能测定和试运转工作，以后每5年进行一次性能测定。（4）按风机规格处理好安装场地，场地要有足够的空间，能使抽出的风能顺畅地排入大气。用于安装的地面须经硬化平整处理。4.6.2反风方式、反风系统及设施1）反风方式、反风系统矿井利用轴流式通风机反转的方法反风。在反风时，调换电动机电源的两相，可以改变通风机动轮的旋转方向，使井下风流反向。在反风时，先按停止按钮，再进行制动，待风机停转后再按反转按钮即可。这种反风方法不需设置反风道，比较经济。在通风系统中各种通风设施的配置已考虑，保证反风系统的形成，11701工作面反风路线为：新鲜风流→通风机→引风道→回风斜井→12102回风顺槽→回风斜巷→11101回风顺槽→11701工作面→11701运输顺槽→运输斜巷→12102运输顺槽→区段运输斜巷→主、副斜井→地面。2）反风设施本矿主要通风机选用BDK54.6.№15型防爆对旋轴流式风机，其反转时风量可达正常风量的40％－60％。 第95页根据矿井反风要求，本矿在主要进风和主要回风道之间，分别设置了两道连锁的正向风门和两道反向风门，目的是保证矿井反风时，使风流方向与正常时期正好相反，这样不会出现风流短路现象。另外，引风道中的风门采用风闸式风门，主要通风机运行时，主要通风机引风道风门全打开并固定好，备用通风机引风道风门则关闭并固定好。当井下发生火灾时经矿技术负责人的同意后可进行全矿井反向通风，这样可防止反风时由于风压作用将另一条引风道风门压开并短路流出。4.7矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析4.7.1矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施1）矿井设计采用抽出式通风方法，采用主、副斜井进风，风井回风，通风可靠；2）采区有独立的进回风系统，工作面采用U型通风方式，利用矿井主要通风机抽出式通风，工作面具有独立的进回风系统；3）掘进工作面采用矿用防爆局部通风机和风筒组成一体进行通风，工作方式为压入式。局部通风机和启动装置安装在离掘进巷道口10m以外的进风侧。4）抽出式通风是当前主要的通风方式，适应性广泛，具有漏风量小，通风管理简单等优点，同时由于井下风流处于负压状态，当主通风机因故停止运转时，井下风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全。5）矿井需在生产中对各用风地点风量作全面测定，作好全矿井风量调节。1）矿井开拓矿井采用斜井开拓，上山式开采，走向长壁后退式采煤，通风系统简单完善，能满足采区及工作面供风要求。2）采掘布置工作面区段后退式回采，减少通风环节及缩短通风线路，降低通风阻力，但要特别注意工作面上隅角瓦斯检查。保证风门按要求施工，减少了主要进回风巷之间的漏风。各工作面通风方式为U型，均有独立的进回风系统，掘进工作面采用局部通风机通风，没有与工作面串联通风的现象。3）风井数目与井筒装备、设施本矿井风井数目为1个，服务于全矿井。风井设防爆门、引风道、安全出口，保证矿井通风及安全；设置风机房并配备相应设备、仪器。4.7.2其它安全保证措施1）矿井风量与通风网络对安全的保证程度 第95页矿井总风量计算符合本矿实际情况，按井下同时工作的最多人数和分别法分别进行了计算，满足《煤矿安全规程》采掘工作面回风巷中瓦斯浓度不得超过1.0%的要求。在阻力计算表中进行了风速验算和校核，所计算的风量是可靠的。本矿的风路简单，能够保证矿井通风安全可靠。矿井每年安排采掘作业计划时必须核定矿井生产和通风能力，必须按实际供风量核定矿井产量，严禁超通风能力生产。2）反风系统及可靠性矿井利用轴流式通风机反转的方法反风。在反风时，调换电动机电源的两相，可以改变通风机动轮的旋转方向，使井下风流反向。这种反风方法不需要设置反风道，比较经济。其反风量可达正常风量的40～60％，不必另设反风道，满足《煤矿安全规程》关于反风量不小于40％的规定。 第95页第五章粉尘灾害防治5.1粉尘危害及防尘措施一、矿尘的危害在矿井生产过程中所产生的各种岩矿微粒统称矿尘，也叫粉尘。粉尘的主要危害是引起尘肺病和发生爆炸。此外，所有的粉尘都会对眼睛、鼻腔和喉咙有刺激作用，而且粉尘浓度在很高的情况下，会导致能见度的降低。这些都对人员的健康和矿井的安全生产有不利的影响。具有爆炸危险的煤尘达到一定浓度时，在引爆热源的作用下，可以发生猛烈的爆炸，对井下作业人员的人身安全造成严重威胁，并可瞬间摧毁工作面及生产设备。煤尘爆炸是煤矿生产中的主要灾害之一，其后果往住极为惨痛．伤亡严重，损失惊人，危害性极大。二、矿尘的产生在矿山生产过程中，如采掘机作业、钻眼作业、炸药爆破、顶板管理、矿物的装载及运输等各个环节都会产生大量的矿尘。三、矿尘的来源（1）粉碎作业当岩层受到撞击、磨蚀、碾压、切割、磨损或爆破时，就能够产生矿尘。对于任何性质的岩层，破坏它所需要的能量都与其破碎后的表面积成正比。因为当粉尘数量很多时，总表面积将很大，所以对于产生大量粉尘的破碎过程，总是伴随着能量利用率的降低。对1吨的煤炭进行粉碎，产生的小于7μm的粉尘仅有5~9kg（即为总质量的0.5～0.9%），这些粉尘中只有很小部分变为呼吸性粉尘。（2）机械化采矿把岩石从岩层中分离出来的机器，是矿尘的重要来源。如长壁开采中的装载机、采煤机、巷道掘进机和凿岩机等。（3）支护作业存在顶板支护的巷道，当移动支架时，顶板和底板都发生变形并产生大量粉尘。这种情况在机械化长壁开采面中很突出。安置的支架越多、支架的屈服载荷越大，则产生粉尘的量也就越大。对这些支架的重复升降，会在长壁工作面附近形成连续的尘源。（4）爆破作业 第95页爆破会产生大量的粉尘和瓦斯，其产生的最大浓度往往超出通风的稀释能力。这就要求在爆破以后，进行一段时间排尘通风，工人方能进入工作，其时间根据通风网络的性质和风流的速度来决定。（5）装载作业这是采矿过程中又一个能够产生大量粉尘的工序，装载作业的粉尘来自采掘过程的岩石堆积物，以及装载时粉碎的岩块。(6）运输和碾压煤岩运输过程的大部分环节都能够产生粉尘，包括传送带、转载点、煤仓、箕斗、密封过渡仓和运输等。当传送带经过滚筒时，传送装置表面的粉尘可能会由于振动而再次进入空气。溢出的煤岩重新落到底部传送带上之后，假如不及时清理，就会受到滚筒的碾压而产生粉尘。（7)石英粉尘由于仪器的改进，可以观察到每个粒径范围内石英粉尘的含量，人们发现，当岩巷掘进时，空气中石英粉尘的含量明显高于对煤层进行开采时的含量。进一步讲，在包括呼吸性粉尘在内的小尺寸的粉尘范围内，石英粉尘所占的比例显著提高。《规程》规定：新矿井的地质精查报告中，必须有所有煤层的煤尘爆炸性鉴定材料。生产矿井每延深一个新水平，应进行一次煤尘爆炸性试验工作。煤尘爆炸性的鉴定方法有两种：一种是在大型煤尘爆炸试验巷道中进行，这种方法比较准确可靠，但工作繁重复杂，所以一般作为标准鉴定用，另一种是在实验室内使用大管状煤尘爆炸性鉴定仪进行，方法简便，目前多采用这种方法。大管状煤尘爆炸性鉴定仪如图5.1.1所示，它的主要部件有：内径为75～80mm的燃烧管1，长为1400mm的硬质玻璃管，一端经弯管与排尘箱8连接，在另一端距入口400mm处径向对开的两个小孔装入有铂丝加热器2，加热器是长为110mm的中空细瓷管(内径1.5mm，外径3.6mm)，铂丝11缠在直径0.3mm的管外；两端由燃烧管的小孔引出，接在变压器T上，铂铑热电偶10，它的两端接上铜导线构成冷接点置于冷瓶3中，然后连到高温计4以测量火源温度；铜制试料管5，长100mm，内径9.5mm，通过导管6与电磁气筒7连接，排尘管内装有滤尘板，并和小风机9连接。试验的程序是：将粉碎后全部通过75µm筛孔的煤样在105℃温度时烘干2h，称量1g尘样放在试料管中；接通加热器电源，调节可变电阻R将加热器的温度升至1100±5℃，按压电磁气筒开关K2，煤尘试样呈雾状喷入燃烧管，同时观察大管内煤尘燃烧状态，最后开动小风机排除烟尘。 第95页图5.1.1煤尘爆炸性鉴定仪示意图1—燃烧管；2—铂丝加热器；3—冷瓶；4—高温计；5—试料管；6—导管；7—电磁气筒；8—排尘箱；9—小风机；10—铂铑热电偶；11—铂丝煤尘通过燃烧管内的加热器时，可能出现下列现象：①只出现稀少的火星或根本没有火星；②火焰向加热器两侧以连续或不连续的形式在尘雾中缓慢地蔓延；⑧火焰极快地蔓延，甚至冲出燃烧管外，有时还会听到爆炸声。5.2煤层注水除尘1、煤层注水减尘原理（1）煤层注水减尘原理及作用煤层注水是用水预先湿润煤体。煤层在开采之前，打若干钻孔，通过钻孔向煤体注入压力水，使其渗入煤体内部，增加煤层水分。煤层注水是回采工作面最重要的防尘措施之一。煤层注水的减尘作用主要有以下三个方面：1）煤体内的裂隙中存在着原生煤尘，水进入后，可将原生煤尘湿润并粘结，使其在破碎时失去飞扬能力，从而有效地消除这一尘源。2）水进入煤体各级孔、裂隙，甚至1μm以下的微孔隙中也充满了毛细作用渗入的水，使煤体均匀湿润。当煤体在开采中受到破碎时，绝大多数破碎面均有水存在，从而抑制了煤尘的产生。3）水进人煤体后使其塑性增强，脆性减弱，改变了煤的物理力学性质，当煤体因开采而破碎时，脆性破碎变为塑性变形，因而减少了煤尘的产生量。2、影响煤层注水效果的因素 第95页（1）煤的裂隙和孔隙的发育程度根据实测资料，当煤层的孔隙率为1.4%时，煤层的透水性较差，注水无效果，孔隙率4%这一数值，可作为煤层能否注水的下限值；孔隙率为5.14%时，煤层能注水，且有较好的湿润效果；孔隙率为15时煤层的透水性最高，注水效果最佳；而当孔隙率达40%时，煤层成为多孔均质体，天然水分丰富则无需注水，此多属于褐煤。（3）煤层内的瓦斯压力煤层内的瓦斯压力是注水的附加阻力。水压克服瓦斯压力后才是注水的有效压力，所以在瓦斯压力大的煤层中注水时，往往要提高注水压力，以保证湿润效果。（4）注水参数的影响煤层注水参数是指注水压力、注水速度、注水量和注水时间。注水量或煤的水分增量是煤层注水效果的标志，也是决定煤层注水除尘率高低的重要因素．通常，注水量或煤的水分增量变化在50%到80%之间，注水量和煤的水分增量都和煤层的渗透性、注水压力、注水速度以及注水时间有关。3、煤层注水方式（1）工作面短孔注水短孔注水是在回采工作面垂直煤壁或与煤壁斜交打钻孔注水（图中5.2.5a），孔长为工作面一个循环的长度，一般为2m左右，采用低压注水。一次注水湿润一个循环进度的煤体范围。由于短孔处于煤层的卸压区，煤体内产生有大量的次生裂隙，它与煤体的原生裂隙沟通交织在一起，形成较发育的裂隙网，使煤体透水性增强，注水压力一般不需要大。（2）工作面深孔注水它是在回采工作面垂直煤壁打钻孔注水孔长为采煤工作面数个循环进度，一般为10m左右。由于受采场集中应力的影响，深部煤体的次生裂隙尚未大量形成，通常注水压力较高，但水进入煤体裂隙后不易流失，能够比较均匀地进入煤体的微孔隙中，湿润效果较好，且一次注水可湿润多个循环的煤体范围。（3）工作面走向长孔注水它是从回采工作面的运输巷或回风巷，沿煤层倾斜方向平行于工作面打上向孔或下向孔注水，孔长为80m；当工作面长度超过120m而单向孔达不到设计深度或煤层倾角有变化时，可采用上向、下向钻孔联合布置钻孔注水。 第95页于长钻孔注水作业超前于工作面，使注水有充足的时间，给水在煤体孔隙中的毛细渗透创造了条件，水可以长时期地缓慢地进入煤体的细微孔隙，湿润的效果较好。5.3其他除尘方式一、隔绝煤尘爆炸的措施防止煤尘爆炸危害，除采取防尘措施外，还应采取降低爆炸威力、隔绝爆炸范围的措施。1、清除落尘定期清除落尘，防止沉积煤尘参与爆炸可有效地降低爆炸威力，使爆炸由于得不到煤尘补充而逐渐熄灭。2、撒布岩粉撤布岩粉是指定期在井下某些巷道中撒布惰性岩粉，增加沉积煤尘的灰分，抑制煤尘爆炸的传播。惰性岩粉一般为石灰岩粉和泥岩粉。3、设置水棚水棚包括水槽棚和水袋棚两种，水棚组应设置在巷道的直线段内。其用水量按巷道断面计算，主要隔爆棚组的用水量为400L/m2，辅助水棚组为200L/m2；相邻水棚组中心距为0.8m，主要水棚组总长度为40m，辅助水棚组不为25m。4、设置岩粉棚它是由安装在巷道中靠近顶板处的若干块岩粉台板组成，当发生煤尘爆炸事故时，火焰前的冲击波将台板震倒，岩粉即弥漫于巷道中，火焰到达时，岩粉从燃烧的煤尘中吸收热量，使火焰传播速度迅速下降，直至熄灭。如图5.3.1所示：岩粉棚的设置为主要岩粉棚的岩粉量不得少于450kg/m2，辅助岩粉棚为200kg/m2；轻型岩粉棚的排间距1.8m，重型为2.0m；岩粉棚可能发生煤尘爆炸的地点为100m，岩粉板与台板及支撑板之间，严禁用钉固定，以利于煤尘爆炸时岩粉板有效地翻落。图5.3.1岩粉棚 第95页5、个体防护个体防护是防止矿尘对人体伤害的最后一道关卡。个体防护的用具主要有防尘口罩、防尘风罩、防尘帽、防尘呼吸器等，其目的是使佩戴者能呼吸净化后的清洁空气而不影响正常工作。主要有两种：防尘口罩和AYH系列压风呼吸器。5、通风除尘通风除尘是指通过风流的流动将井下作业点的悬浮矿尘带出，降低作业场所的矿尘浓度，因此搞好矿井通风工作能有效地稀释和及时地排出矿尘。《规程》规定的采掘工作面最高容许风速为4m/s，不仅考虑了工作面供风量的要求，同时也充分考虑到煤、岩尘的二次飞扬问题。二、湿式作业湿式作业是利用水或其他液体，使之与尘粒相接触而捕集粉尘的方法，它是矿井综合防尘的主要技术措施之一，具有所需设备简单、使用方便、费用较低和除尘效果较好等优点。缺点是增加了工作场所的湿度，恶化了工作环境，能影响煤矿产品的质量，除缺水和严寒地区外，一般煤矿应用较为广泛，我国煤矿较成熟的经验是采取以湿式凿岩为主。2、洒水及喷雾洒水洒水降尘是用水湿润沉积于煤堆、岩堆、巷道周壁、支架等处的矿尘。当矿尘被水湿润后，尘粒间会互相附着凝集成较大的颗粒，附着性增强，矿尘就不易飞起。在炮采炮掘工作面放炮前后洒水，不仅有降尘作用，而且还能消除炮烟、缩短通风时间。煤矿井下洒水，可采用人工洒水或喷雾器洒水。对于生产强度高、产尘量大的设备和地点，还可设自动洒水装置。3、掘进机喷雾洒水掘进机喷雾分内喷雾和外喷雾两种。外喷雾多用于捕集空气中悬浮的矿尘，内喷雾则通过掘进机切割机构上的喷嘴向割落的煤岩处直接喷雾。4、采煤机喷雾洒水采煤机的喷雾系统分为内喷雾和外喷雾两种方式。采用内喷雾时，水由安装在截割滚筒上的喷嘴直接向截齿的切割点喷射，形成“湿式截割”；采用外喷雾时，水由安装在截割部的固定箱上、摇臂上或挡煤板上的喷嘴喷出，形成水雾覆盖尘源，从而使粉尘湿润沉降。 第95页第六章矿井火害防治6.1煤层自然发火危险性及防灭火措施一、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温煤尘爆炸性:根据贵州省六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司2009年11月20日提交的《桐梓县平安煤矿煤尘爆炸性鉴定报告》，本矿可采煤层煤尘无爆炸倾向性，因此本矿可采煤层按照有煤尘无爆炸性进行设计和管理。煤的自燃倾向性:根据贵州省六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司2009年11月20日提交的提交的《桐梓县平安煤矿煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，本矿可采煤层的自燃倾向等级为不易自燃，本矿可采煤层按照不易自燃煤矿进行设计和管理。本井田属地温正常区，无热害影响。据矿区内地形地貌特征及地质特征，今后可能会有一定规模的滑坡、泥石流等出现；由于老硐的影响，有一定的塌陷，在今后的开采中要特别注意。采区内对环境产生影响的主要因素来自矿区内民采小煤窑地段内的堆煤场地和废石堆，这些生产垃圾经大气降雨的淋滤作用而形成酸水，会对区内的的土壤及地下水产生污染，但当地政府现已对区内小煤窑实行封闭，这种状况已经得到改善。但今后的开采过程中，应注意有害矿物成份造成环境污染等问题。二、煤的自燃分析预测1.含煤地层含煤性区内含煤地层为二叠系上统吴家坪组（P3w），主要岩性为灰、浅灰、灰黑色薄层状粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、炭质泥岩，燧石灰岩，硅质岩，中厚层状细砂岩夹灰岩及煤层4层。含煤地层分为三段，厚约300～350m，一般平均厚约320m。1、吴家坪组第三段（P3w1）：灰黑色薄层状粉砂岩、泥质粉砂岩、炭质泥岩，燧石灰岩，硅质岩，夹煤线。厚150m。2、吴家坪组第二段（P3w2）：本层厚约70～90m，为灰黑色薄层状粉砂岩、泥质粉砂岩、炭质泥岩，燧石灰岩，硅质岩，泥晶灰岩夹煤4层，编号K1、K2、C8、K4煤层，煤平均总厚约2.38m，含煤系数占吴家坪组（P3w）0.7%左右，其中可采煤层C8 第95页，位于吴家坪组第二段中下部，顶板为碳质粘土岩，底板为粘土质粉砂岩，煤层厚1.3～1.7m，一般1.50m，占该组总厚的0.4%；K1、K2煤层位于第二段（P3w2）中上部，局部可采，其K1煤层，煤厚0.2～0.8m，一般0.2～0.4m，顶板为粉砂岩，底板为碳质粘土岩，K2煤层，煤厚0.1～0.8m，一般0.2～0.3m，顶板为灰岩，底板为含燧石灰岩。K4煤层煤层位于第二段下部，煤厚0.2～0.8m，一般0.2～0.4m，顶板为粉砂岩，底板为碳质粘土岩，顶底板为粘土质粉砂岩。总之K1、K2、C8、K4煤层厚度变化大，0.2～0.8m，极不稳定。3、吴家坪组第三段（P3w3）：本层厚约100m，为灰色薄层状燧石灰岩，夹硅化粘土岩及煤线。顶板：直接顶板为薄层炭质粘土岩，强度低。间接顶板为燧石灰岩。灰岩致密坚硬，局部溶蚀裂隙较发育。底板：直接底板为粉砂质粘土岩夹薄煤层，强度较低，易风化破碎。综上所述，C8煤层结构较简单，煤层稳定类型为较稳定型煤层。三、化学性质、工艺性能及煤类（1）化学性质根据贵州省煤田地质局实验室2008年5月29日提交的《桐梓县平安煤矿检测报告》可采煤层主要煤质特征见表6.1.1。表6.1.1可采煤层主要煤质指标统计表煤层号工业分析（%）St,d(%)MadAdVdafC8原煤0.7514.619.903.10（2）工艺性能根据原（2006年）储量核实报告数据，可采煤层的试验表明：胶质层厚度（y）为26.3～39.0mm，收缩率（x）为18.5～29.5mm。（3）煤类中国煤炭分类国家标准（GB5751—86），矿区内可采煤层原煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）12.14～12.28%，平均值为12.21%；浮煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）11.80～12.60%，平均值为12.31%，由此该井田煤层为烟煤；煤中胶质层厚度（y）为26.30～39.00mm，收缩率（x）为18.50～29.50mm，初步确定本矿区煤类为烟煤（YM）。6.2煤层自燃的预防措施和防灭火方法一、防治外因火灾的措施 第95页矿井中的绝大多数外因火灾是由于对可燃物与高温热源的管理不善造成。因此，外因火灾的防治主要应从这两方面着手。首先，井下尽量使用不燃或耐燃的材料与制品，特别是运输机胶带、机电设备用油、巷道支护材料等采用耐燃或不燃材料。其次是防止失控的高温热源，失控的高温热源包括：电气过负荷运行、短路产生的电弧电火花，不正确的爆破作业形成的爆炸火焰，机械设备运转不良造成的过热或摩擦火花，违章吸烟、使用电炉、灯泡取暖、电焊、气焊以及瓦斯煤尘爆炸等而出现的明火。（1）矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统。井下消防管路系统应每隔100m设置支管和阀门，但在带式输送机巷道中应每隔50m设置支管和阀门。开采下部水平的矿井，除地面消防水池外，可利用上部水平或生产水平的水仓作为消防水池。二、防灭火方法1.均压防灭火均压防灭火就是采用风窗、风机、连通管、调压气室等调压手段，改变通风系统内的压力分布，降低漏风通道两端的压差，减少漏风，从而达到抑制和熄灭火区的目的。（1）调节风窗均压适用于工作面采空区内形成的并联漏风方式。通常在工作面的回风巷内安设调节风窗，使工作面内的风流压力提高，以降低工作面与采空区的压差，从而减少采空区中气体涌出。适用于采空区内已有自燃迹象，并抑制采空区中的火灾气体（一氧化碳等）涌到工作面，威胁工作面的安全生产。如图6.2.1所示，当在回风巷内3－4间安设调节风窗A以后，风窗前的压力升高，采空区与工作面的压差就降低，采空区内的气体就不易涌出。其降低值取决于可调节风门的风阻大小。使用此种方式进行均压时，应注意工作面风量满足《规程》的要求。图6.2.1安设调节风门的巷道中的压力分布123A图6.2.2调节风门均压 第95页闭区均压所谓闭区均压，就是对已经封闭的区域进行均压，它一方面可以防止封闭区中的煤炭自燃，又可加速封闭火区的熄灭速度。常用的闭区均压技术措施有：并联风路与调节风门联合均压，调压风机与调节风门联合均压，连通管均压等方法。2.预防性灌浆预防性灌浆就是将水和不燃性固体材料（粘土、粉煤灰等）按一定比例制成泥浆，利用矿井的高度差（静压）或者泥浆泵（动压）通过钻孔或管路送至可能发生自燃的地点，泥浆中的固体物沉淀下来，部分水则流到巷道中排出。泥浆的作用是：（1）将碎煤包裹起来，隔绝它与空气的接触；（2）固体物充填于浮煤和冒落的岩石缝隙之间形成再生顶板，从而增加严密性，减少漏风，对于厚煤层开采，有利于下分层的开采；（3）对于已经自热的煤炭有冷却散热作用。2)泥浆的制备与运送泥浆的制备一般在地面进行，可以在地面灌浆站利用机械设备制作（图6.2.3），也可以利用高压水枪在地面直接冲刷表土制成泥浆（图6.2.4）。前者，制浆效率高，产量大，泥浆浓度易控制。后者，设备简单，成本低，但泥浆浓度不宜控制，影响防火效果。制作泥浆时，土水比（泥浆中固体材料的体积与水的体积之比）的确定相当重要。泥浆浓度愈大，泥浆的粘度、稳定性与致密性也愈大，包围隔绝的效果愈好。但浓度过高输送困难，容易堵管：浓度过低，则防火效果不好。通常根据泥浆的运送距离、煤层倾角、灌浆方法与季节确定土水比。在实际使用中，通常采用的水土比为3~6：1。输送浆液的压力有两种。一是利用静压输送，当静压不能满足要求时应采用加压输送。输浆倍线表示输浆管路阻力与压力之间关系，用N表示。静压输送时：N=L/H加压输送时：N=L/（H+h）式中L—浆液自地面管路的入口至灌浆区管路的出口管线总长度，m；H—浆液入出口之间的高差，m；h—泥浆泵的压力高程，m。倍线一般控制在3~8之间。过大时，应加压；过小时，容易发生裂管跑浆事故，可在适当的位置安装闸阀进行增阻。 第95页地面灌浆管道一般选用钢管或铸铁管。井下灌浆管道应根据灌浆压力大小选取。灌浆压力小于1.6MPa时，可选用水、煤气输送管；压力大于1.6MPa时，应选用无缝钢管。在现场的实际使用中，灌浆干管直径一般为100~150mm，支管直径为75~100mm，工作面胶管直径为40~50mm。3、预防性灌浆方法该矿采用钻孔灌浆打钻灌浆是在煤层底板运输巷或回风巷以及专门开凿的灌浆巷道内，也可以在邻近煤层的巷道内，向采空区打钻灌浆，钻孔直径一般为75mm。为减少孔深或便于安装钻机，而又不影响巷道内的运输，在巷道内一般每隔25m距离开一小巷（称钻窝或钻场），在钻场内向采空区打扇形钻孔灌浆。4.阻化剂阻化剂也称阻氧剂。将其溶液喷洒在采空区的煤壁或者煤块上，具有阻止煤的氧化和防止煤的自燃的作用，因此称为阻化剂。阻化剂包括如氯化钙（CaCl2）、氯化钠（NaCl）、氯化镁（MgCl2）、水玻璃（Na2SiO3）等无机盐类化合物。阻化剂的作用机理：阻化剂为什么能防止煤炭自燃，目前提出的有“吸水盐类液膜隔氧降温”学说。阻化效果是评价阻化剂性能优劣的指标。目前采用阻化率和阻化寿命作为衡量阻化剂性能的两个指标。6.惰性气体(1)氮气氮气防灭火技术是一项防治矿井自燃火灾行之有效的技术措施。在常温常压下，氮分子结构与化学性质非常稳定，很难与其它物质发生化学反应，它是一种良好的灭火用惰性气体。理论与实践表明，当氧含量降低到5~10％时，可抑制煤的氧化自燃，而氧含量降低到2％以下时，则可以使煤炭燃烧熄灭并阻止其复燃。氮气防灭火技术以氮气其特有的物理性质，丰富的氮气资源，简单的注氮工艺，使其成为矿井防灭火的一项重要技术。7.凝胶胶体是指含分散颗粒的尺寸在1~100nm（1nm=10.9m）的水溶液。在适当的条件下，溶胶或高分子溶液中的分散颗粒相互联结成为网络结构，水介质充满网络之中，体系成为失去流动性的半固体状态的胶冻，处于这种状态的物质称为凝胶。凝胶是胶体的一种特殊存在形式，是介于固体与液体之间的一种特殊状态，它既显示出某些固体的特征，如无流动性，有一定的几何外形，有弹性、强度和屈服值等。但另一方面它又保留某些液体的特点，例如离子的扩散速率在以水为介质的凝胶中与水溶液中相差不多。 第95页第七章矿井水害防治 第95页7.1矿井水文地质一、水文地质情况1.地层矿区出露地层有二叠系下统茅口组（P1m）、上统龙潭组（P2I）、长兴组（P2c）、三叠系下统夜郎(T1y)、茅草铺(T1m)。现将各地层由老到新简述如下：1）二叠系下统（P1）矿区仅出露茅口组（P1m）的一部分，为浅灰～灰白色，厚至中厚曾状细品灰岩，夹燧石团块。厚度大于110～160m。2）二叠系上统（P2）(1)龙潭(P2I):是矿区的含煤地层，厚70～75m，与下伏茅口(P1m)呈假整和接触。根据岩性组合、含煤性可分为三段：上段：上至长兴灰岩底界，下至C6煤层底界，厚10～15m。上部为薄层状生物灰岩夹泥岩及粉砂质泥岩；下部为泥岩、粉砂质泥岩夹生物灰岩及煤。该段含煤2～3层，其中稳定可采煤二层（C4、C6）。中段：上至C6煤层底界，下至C9煤层底界，厚15m左右。上部为泥岩、粉砂质泥岩家薄层状菱铁矿（岩）及煤线；中部、下部为中厚层状生物灰岩家泥岩及粉砂质泥岩，该层含煤2～3层，其中可采煤二层（C8、C9）。下段：上至C9煤层底界，下至茅口组顶界，厚20～30m。与下伏茅口灰岩呈假整和接触。上部为黑色炭质泥岩、粉砂质泥岩及煤层（线），下部为灰色，含黄铁矿粘土岩。该段含煤2～3层。(2)长兴(P2c)灰至深灰色中厚层状石灰岩，层间夹炭泥岩，含燧石结核、条带。厚55m。3）三叠系下统（T1）(1)夜郎组(T1y)按其岩性可分为三段，现从老到新简述如下：沙堡湾段（T1y1）:灰绿色、黄灰色泥岩、钙质泥岩。厚3～8m。玉龙山段（T1y2）:浅灰、灰色薄至厚层状微至细晶石灰岩，顶部见鲕粒灰岩，底部为灰色薄层状泥灰岩。厚110～140m。九级滩段（T1y3）：按其岩性组合分为三个亚段： 第95页下部：紫红、黄绿、土黄色粉砂质泥岩、泥质粉砂、钙质泥岩、泥岩。间夹薄层状泥灰岩，顶部为黄绿色钙质泥岩。中部：浅灰白色中厚层状细灰晶岩。上部：紫红色、黄绿色钙质泥岩、粉砂岩、泥岩，间夹薄层状泥灰岩。该段总厚160～165m。(2)茅草铺(T1m)矿区内仅出露其下部的一部分，为灰色薄层至中厚层状微至细晶石灰岩、白云质灰岩、泥质石灰岩。厚度大于200m。(3)第四系（Q）：为残坡积河床堆积物。厚0～2m。2.构造矿区位于周市坝向斜北西翼东段，区内未有断裂通过，地质构造复杂程度属中等，煤层层位固定，厚度较稳定，形态简单，稳定可采煤层有C8、C9、C13共3层。区内地层呈单斜状产出，产状稳定，倾向一般为150～160°，倾角20～31°，一般为23°左右。矿区北东仅发育一走向近北西向，延伸500m的弧形正断层F10，垂直断距25m，位于采区以外100余米，对采区煤矿无影响。地质构造矿区位于周市坝向斜北西翼东段，区内未有断裂通过，地质构造复杂程度属中等，煤层层位固定，厚度较稳定，形态简单，稳定可采煤层有C8、C9、C13共3层。区内地层呈单斜状产出，产状稳定，倾向一般为150～160°，倾角20～31°，一般为23°左右。矿区北东仅发育一走向近北西向，延伸500m的弧形正断层F10，垂直断距25m，位于采区以外100余米，对采区煤矿无影响。d、涌水量根据储量核实报告对矿井充水条件的分析，C8煤层矿井充水条件主要因素是大气降水通过采动塌陷裂隙渗入矿井，根据业主提供矿井涌水量：C8煤层枯水季节200m3/d，丰水季节周边老窑自流水量2000m3/d，矿井涌水量大，水文地质条件为复杂程度。二）矿井正常涌水层量及最大涌水量根据《资源/储量核实报告》给出的涌水量数据，最大涌水量取55m3／h，正常涌水量取25m3／h。三）地表水体 第95页区内地表水体主要为溪沟水，为矿井间接充水因素，主要沿裂隙、溶隙及矿坑顶板冒落裂隙渗入井下，对矿井有一定的水害威胁。四）小窑及老空积水1）老窑水：老窑开采历史悠久，主要沿煤层露头分布，多数积水，为矿井间接充水因素，主要沿冒落裂隙渗入井下，对矿井有一定的水害威胁。2）老空积水：由于本矿为整合矿井，存在一定的老空积水，对矿井有一定的威胁。注：本矿矿井水文地质情况具体部分详见第二章第二节。二、水患类型及威胁程度1）水患类型根据区内水文地质条件的分析，本矿井直接充水因素为地表水，主要充水因素为顶板裂隙水、老空水，断层水次之。顶板裂隙水：主要为煤系地层含水层水，在井巷掘进中由煤层顶板裂隙进入矿井，是矿井直接充水因素，水量不大。井下巷道很少见顶板淋水，且水量较小。老空水：主要为煤系上覆含水层的岩溶水，受采动影响，沿采动裂隙进入采空区，是矿井主要充水因素，水量较大，随大气降雨呈季节性变化。断层水：主要为煤系上覆含水层的岩溶水，沿断层面进入矿井，是矿井次要充水因素。2）水患威胁程度由表7.1.1可知，老窑水是本矿井主要充水水患，矿井水防治仍是本矿井灾害防治重点，必须引起高度重视，切不可大意。表7.1.1水患威胁程度分析表水患类型特征威胁程度备注小窑水、老空水浅部小窑和老空，采空客观存在突水主要水患地表水井口位于缓斜坡上，地面排泄条件较好通过贯通裂隙进入井下充水，增加涌水量水患威胁不大顶底板裂隙水井下巷道很少见顶板淋水，且水量较小。通过采动裂隙贯通上下含水层充水次要水患三、矿井水文安全评价本设计认为《资源/储量核实报告》将矿井水文地质类型划分为简单基本准确，对矿井涌水量的分析也基本正确，本设计采用《资源/储量核实报告》给出的涌水量数据，最大涌水量取50m3／h，正常涌水量取30m3／h。 第95页但报告中缺少对小窑及采空区积水范围、矿井涌水量、含隔水层、地层的富水性、含水层与隔水层之间的水力联系等的详细分析，因此矿井在建设和生产过程中必须尽快掌握有关资料，并及时根据掌握的资源情况进行相应的防治水措施7.2矿井防治水措施一、矿井开拓开采所采取的安全保证措施1）采掘工程所采取的防治水措施（1）矿井应编制矿区水害防治规划、年度水害防治计划和水害应急预案，建立水害预测预报制度。（2）当开拓到设计水平，只有在建成防、排水系统后，方可开始向有突水危险地区开拓掘进。（3）应当观测“三带”发育高度。当导水裂隙带范围内的含水层或老空积水影响安全开采时，必须超前探放水并建立疏排水系统。（4）严禁在各种防隔水煤柱中采掘。（5）定期收集、调查和核对相邻煤矿和废弃的老窑情况，并在井上、下对照图上标出其井田位置、开采范围、开采年限、积水情况等。（6）针对主要含水（段）建立地下水动态观测系统，进行地下水动态观测、水害预报，并制定相应的“探、防、堵、截、排”综合防治措施。防治水煤（岩）柱的留设（一）防水煤（岩）柱的种类由于井田各含水层之间的垂直水力联系通道不很清楚，含水层的裂隙发育情况以及含水层的水力补给情况有待查明，含水层横向富水性及块段间的差异也不明，断层的含水性及与含水层的水力联系也有待进一步查明，因此防水煤（岩）柱的留设尤为重要，根据本矿的实际情况，设计需要留设的防水煤（岩）柱主要有以下几种：1）断层两侧或四周留设防水煤（岩）柱；2）煤层露头防水煤（岩）柱；3）采空区防水煤（岩）柱；4）井田边界防水煤（岩）柱；5）水平及采区边界煤（岩）柱；6）井筒、大巷、下山等主要巷道防隔水煤（岩）柱 第95页7）钻孔防水防水煤（岩）柱；8）地面水体、建筑物保护煤柱。三、防水煤（岩）柱的留设1）构造两侧或四周留设防水煤（岩）柱。断层破坏了岩层的完整性，常常成为含水层间的联系通道。断层的某一区段是否导水，导水性强弱等情况取决于两侧岩层的接触关系、含水层的水压以及采矿活动对断层的重复破坏作用。因此，在没有掌握断层各区段的导水性时，应把整个断层作为导水断层对待。煤层直接和富含水层、导水断层接触，顶底板无突水可能，即煤柱主要是顺层受压时，常以下述计算公式计算煤柱宽度：（7.1.1）式中：L—顺层防水煤柱宽度（m）；M—煤厚或采高，3#煤层平均厚度为2.85m；KP—煤的抗张强度（Kgf/cm2），KP取9Kgf/cm2；P—水头压力（Kgf/cm2），P＝100Kgf/cm2；K—安全系数，一般取2～5，本矿取2。则：L＝0.5×2×2.85＝16.56（m）根据本矿的实际情况，本矿在开采时断层两侧煤层各留20m防水煤柱。2）地表水体及冲击层防水煤（岩）柱。当导水钻孔的位置比较确切，有测量资料可以定位，但地面启封和井下探查处理都有困难时，按下述公式留设防水煤柱：（7.1.2）式中：L—防水煤柱宽度（m）；B—巷道的跨度（宽或高取其大者）（m），B＝2.4m；KP—煤的抗张强度（Kgf/cm2），KP＝9Kgf/cm2；P—水头压力（Kgf/cm2），P＝100Kgf/cm2；K—安全系数，一般取2～5，本设计取5。则：L＝0.5×5×2.4×＝34.64（m） 第95页本矿留设地表水体及冲击层防水煤柱35m。3）井田技术边界留设防水煤（岩）柱。水文地质条件中等型的矿井，可用下述公式计算煤柱宽度：（7.1.3）式中：L—顺层防水煤柱宽度（m）；M—煤厚或采高，3#煤层平均厚度为2.85m；KP—煤的抗张强度（Kgf/cm2），KP取9Kgf/cm2；P—水头压力（Kgf/cm2），P＝100Kgf/cm2；K—安全系数，一般取2～5，本设计取2。则：L＝0.5×2×2.85＝16.56（m）经计算并结合实际情况确定，本矿开采时采区边界防水煤柱20m。4）水平或采区边界留设防水煤（岩）柱。计算同上，取20m。5）水体四周边界留设防水煤（岩）柱。计算同第2类，取35m。矿区地表有井筒及工业场地，在井筒及工业场地外围取20m围护带，然后按65°自然塌陷角用作图法进行留设。6）各类煤柱留设尺寸见下表：表7.2.1煤柱留设表名称煤柱留设尺寸（m）矿区范围边界煤柱20井筒计大巷两侧20采空区边界20断层20钻孔35相邻水平或矿井边界20地表水体35四、探放水措施及设备1）探放水原则该矿长期以来，一些地方小煤窑分布于可采煤层露头附近，形成的采空区较多，由于没有具体的参数，只能进行 第95页收集有关资料，确定小煤窑积水位置，以防开采浅部煤层时和小窑、老窑穿透而产生透水事故。2）探放水设计①超前距（7.1.4）式中：a—超前距离（m）；A—安全系数；一般取2.5；本设计取3L—巷道跨度（宽或高取其大者），取2.4mKP—煤的抗张强度（Pa），KP取8Pa；P—水头压力（Pa），P＝80Pa；则：a＝0.5×3×2.4＝19.72（m）经计算并结合实际情况确定，矿井探放水钻孔超前保护距离为20m。②允许掘进距离每次探水钻孔施工完毕后，以最短钻孔距离减去超前距之后的距离。③帮距为使巷道两帮与可能存在的水体之间保持一定的安全距离，即呈扇形布置的最外侧探水孔所控制的范围与巷道帮的距离，其值一般与超前距相同，有时可略比超前距小1～2m，本设计取10m。④钻孔密度（孔间距）竖直扇形面内钻孔间的终孔垂距不得超过1.5m，水平扇形面内各组钻孔间的终孔水平距离不得大于3m。⑤钻孔孔径本设计配备TXU.75探水钻，最大钻进深度75m，开孔直径89mm，终孔直径50mm。⑥钻孔数目及布置ⅰ煤层平巷钻孔布置主要是探巷道上帮小窑老空水，钻孔呈半扇形布置在巷道上帮。薄煤层一般布置3组，每组1～2个孔；厚煤层一般布置3组，每组不少于3个孔。钻孔之间的夹角为10°煤层上山巷道钻孔布置 第95页钻孔呈扇形布置在巷道前方，薄煤层一般布置5组，每组1～2个孔；厚煤层一般布置5组，每组不少于3个孔。钻孔水平及倾斜之间的夹角要求与平巷钻孔相同。探水钻钻孔布置见图5.2.2，图5.2.3。图7.2.2探水钻孔布置断面图3）探放水注意事项（1）进行探放水施工作业前，矿技术负责人必须结合探水巷道的实际，另行编制安全技术措施，明确探放水作业人员一旦面临突水威胁时的避灾路线。（2）进行探放水施工作业前，必须提前撤出可能受探水作业地点突水威胁的其他采掘工作面和其他工作地点的所有人员。（3）安装钻机探水前，要遵守下列规定：①加强钻孔附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板；②清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，配备与探放水量相适应的排水设备；③在打钻地点或其附近安设专用电话；④依据设计，确定主要探水孔位置时，由测量人员进行标定。负责探放水工作的人员亲临现场，共同确定钻孔的方位、倾角、深度和钻孔数量；（4）预计水压较大的地区，探水钻进之前，必须安好孔口管和控制闸阀，进行耐压试验，达到设计承受的水压后，方可继续钻进。特别危险的地区，应有躲避场所，并规定避灾路线。（5）钻孔水压过大时，采用反压和有防喷装置的方法钻进，并有防止孔口管和煤（岩）避突然鼓出的措施。4）探放水设备选择（1）探放水设备选择依据本矿井用1个采煤工作面保证矿井年生产能力，正常生产期间配备2个掘进工作面。 第95页（2）探放水设备及数量配备TXU.75探水钻4台，3台工作，1台备用。（3）老窑积水的防治浅部的老窑积水留浅部防老窑水防水安全煤（岩）柱和井田边界煤柱。根据有关规定进行计算，本矿井防止老窑积水煤柱留设宽度为20m，边界防水煤柱的留设宽度为20m。表7.2.3岩层中探水钻孔超前钻距和止水套管长度水压（MPa）钻孔超前钻距（m）止水套管长（m）＜1.01.0.2.02.0.3.0＞3.0＞10＞15＞20＞25＞5＞10＞15＞20五、疏水降压疏水降压是指煤层顶板或煤层含水层的疏干，以及煤层底板含水层的降压，使底板含水层水压降低至采煤安全时的水压。本矿井水文地质类型中等，煤层顶、底板均不存在高承压含水层，因此，不考虑采用承压含水层疏水降压措施。但生产中必须加强水文地质勘查，情况异常时，必须及时采取相应措施。但在开采过程中一定要坚持“预测预报、有掘必探、有疑必停、先探后掘、先治后采”的原则，防止因揭穿含水层及老窑水而引发水灾事故。六、防水闸门由于本矿矿井为顶板直接进水的裂隙水充水矿井，老空及小窑积水位置、范围、积水量不清，本次设计按水文地质条件中等设计，所以不设置防水闸门。七、井下排水1）排水方式平安煤矿采用斜井开拓，主平硐底部布置主、副水仓，采用建水泵房集中排水至地面污水处理池或外排。2）设计依据本方案考虑到采空区域面积逐渐增大、老窑积水、采空水、后期深部开采等多种原因，根据《资源/储量核实报告》给出的涌水量数据预计矿井在深部开采时，正常涌水量30m3/h，最大涌水量50m3/h。本方案暂按预测涌水量进行水泵选型设计，矿山在开采过程中应加强水文地质勘探工作，根据实际情况调整排水设施； 第95页井底水仓中的水泵选择PJ型高扬程多级离心泵PJ200×3型水泵三台,一台工作,一台检修，一台备用。流量420m3/h，转速1480(r/min)，电机功440(kW)率，排水管直径Φ=200mm。选型计算结果（1）在深部开采时预计，矿井正常涌水量30m3/h；最大涌水量50m3/h；排水垂高：1515.1420=95m。正常在最大涌水量时，工作水泵的最小排水能力：所需水泵最小流量QB：（7.1.5）=1.2×30=36m3/h式中：Qr—矿井正常涌水量，m3/h所需水泵最大流量QBm：QBm=1.2×50=60m3/h所以有：Q正=36m3/h，Q大=60m3/h；（2）计算水泵所需扬程为：（7.1.6）=（95+5.5）×1.3=130.65（m）式中：HB—水泵所需的扬程，m；Hp—排水高度，m；H吸—吸水高度，5.5m；K1—管道效率，取1.25.1.3，本矿取1.3。4、主要水泵型号选择及台数。根据上述计算的QB和HB值，井底水仓中的水泵选择PJ型高扬程多级离心泵PJ200×3型水泵三台,一台工作,一台检修，一台备用。流量420m3/h，转速1480(r/min)，电机功440(kW)率，排水管直径Φ=200mm。（3）排水管：①排水管路趟数的确定根据设计规范要求，本方案设计两趟管路，一套工作，另一套备用。排水管路敷设在副斜井内。②管径计算 第95页（7.1.7）式中：Q额—所选水泵的额定流量，m3/h；V排—最有利管径的流速，取1.9m3/s；③管壁厚度计算（7.1.8）式中：RK—许用应力，无缝钢管取515Kg/cm2。Pg—管路最低点的压力，Kg/cm2，PG=0.11HP=0.11×95＝10.45Kg/cm2。a—考虑管路受腐蚀及管路制造误差时的附加厚度，钢管本设计取0.15。Dg—管子内径（本设计取10.0cm）（7.1.9）=0.5×10×[（515+0.4×10.45）÷（515.1.3×10.45）.1]+0.15=0.33cm=3.3mm经查表，选择管径内径为100mm，外径110mm，壁厚5.0mm的无缝钢管。4）验算电机功率（7.1.10）＝1.1×43×120×1000÷（3600×0.63×102×1）＝440KW式中：Qm—水泵的流量，m3/h；Hm—水泵的扬程，m；γ—介质密度，Kg/m3；ηm—电动机工作效率，取63%；ηc—电动机传动效率，直连取1；因此，电动机满足要求。5）泵与管路的运行组合采用单泵单管工作。 第95页6）排水能力校验（7.1.11）（1）正常涌水时，有N=1台泵同时工作，其昼夜排水时间：TN=24×30÷（1×43）=16.75h≤20h（2）最大涌水时，有N=2台泵同时工作，其昼夜排水时间：TN=24×50÷（2×43）=13.95h≤20h经校验，所选水泵排水能力满足要求。7）管路趟数、敷设及防护措施根据设计规范要求，设置两套管路，一套工作，另一套备用，排水管路线沿副斜井、管子道铺设。煤矿井下条件中等，如巷道变形、坡度变化和矿内空气湿度大、易腐蚀管路等，都不利于管路的敷设、安装和维护。为此，在敷设管路时，为保证敷设质量，应采取必要的措施。（1）为了防止管路锈蚀，安装前应对管内外涂抹防腐剂。防腐材料可用经过热处理的沥青、油漆和红丹等。（2）在巷道敷设管路必须用可缩木支垫，以防底板隆起折损管路。垫木高度应不小于0.3m，并保证每节管路有两个基本点垫木。（3）管路敷设应尽量将管路敷设平直，坡度一致，尽量减少弯头、气门等附属管件，避免急转弯。（4）敷设运输顺槽道的管路时，应将其牢固地悬挂（或架）在专用支架上，且管路高度应不小于1.8m，以便于行人和运输。（5）根据巷道高低、进、回风顺槽温度有明显差别等情况，敷设管路时应创造排除管中积水的条件。（6）井下敷设管路，一般采用法兰盘或快速接头接合。法兰盘中间应夹有胶皮垫、且垫的厚度最好不小于5mm。8）水仓布置及容量（1）水仓容积根据设计规范，水仓容积：＝8×50＝400m³（7.1.12）（2）水仓断面及支护型式 第95页根据巷道围岩情况，平安煤矿井底水仓采用砌碹支护，其净断面积6.6m²，掘进断面积7.0m²。（3）水仓长度水仓长度：＝400/6.6＝60.60m（7.1.13）设置主、副两个水仓，水仓，长度60.60m，容量480m3。在主、副水仓入口设置箅子。附图5：贵州省桐梓县平安煤矿井下综合管网（排水、压风自救）系统图。八、地表水防治措施1）地表水防治设计依据本矿区为山地地形，地势起伏大，平地少。（3）开采塌陷、裂隙对地表水系和降雨渗漏的影响在采空区影响范围内将诱发地裂缝、地面塌陷、崩塌、滑坡等灾害，大气降水将渗入井下，形成水患。因此除留保安煤柱外，在矿井后期生产中，对采煤可能引起的裂缝应及时用土石进行填平夯实，应对地质环境变化加以监测和防护工作。2）地表水防治（1）对平安煤矿容易积水的地点修筑沟渠，排泄积水，以及避免再渗入井下。对较低洼地点、塌陷区及地面裂隙带进行及时的充填压实，如果发现漏水情况，必须及时处理。（2）为了防止雨水渗入到井下，在矿区内采取填坑、补凹、整平地表、修筑排洪沟等措施。（3）井口上方，地面工业广场建筑物周围等修筑排截水沟，进行防排水。（4）严禁将矸石、炉灰、垃圾等杂物堆放在山洪、溪沟可能冲刷到的地段。3）地表水防治工程及设备防洪道工程：修筑防洪排涝沟引开工业场地下部小溪流。排涝工程：工业场地排水沟汇集后排入场外小溪流。综上所述：本矿采用如下具体措施：由于本矿井为整合矿井，矿区内老窑和采空区较多，矿方在施工前须做好采空区的调查工作和探放水工作，避免误穿采空区。 第95页（1）在靠近小煤窑、断层等有突水危险的地点附近掘进巷道时，应边探边掘，防止突水，并配备相应的探水钻。（2）地表水体、断层、老窑采空区等必须留设至少30m安全隔水煤柱。（3）在雨季之前，对直达地面的地表裂隙要采取措施封填密实，防止大量雨水通过裂隙泄入井下；对地表塌陷坑要回填夯实，保证流水坡度，防止积水渗入井下；对回采冒落后，有可能与地表沟通的地段，尽量避开雨季回采。（4）定期清理水仓和水沟，维护好水泵和排水管路，保证井下水流畅通和排水设备完好。（5）采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线进行探水。 第95页第八章灾变逃生路线8.1火灾（或瓦斯爆炸）避险一、发生火灾（或瓦斯爆炸）时通风系统调整1）采面工作面一般在正常通风的情况下进行灭火，必须做到：（1）从进风侧进行灭火，要有效地利用灭火器和防尘水管。（2）采煤工作面瓦斯燃烧时．要增大工作面风量，并利用干粉灭火器、砂子、岩粉等喷射灭火。（3）在进风侧灭火难以取得效果时，可采取矿井反风，从回风侧灭火，但进风侧要设置水幕，并将人员撤出。（4）用上述方法无效时，应采取隔绝方法，即修建密闭墙，隔绝火灾地点风流。针对平安煤矿的灾变逃生路线，当发生火灾时可以在巷道设置临时密闭墙临时阻断风流，控制火势发展。进而对砌筑永久密闭墙或直接灭火创造一定的条件。为了较长时间地（至火源熄灭为止）阻断风流，设置永久密闭墙使火区因缺氧而熄灭进而达到灭火要求。其要求是具有较高的气密性、坚固性和不燃性，同时又要求便于砌筑和启开。在有瓦斯爆炸危险时，需要构筑防爆密闭，以防止封闭火区时发生瓦斯爆炸。防爆密闭墙一般是用砂袋堆砌而成。其厚度一般为巷道两宽度的倍。密闭墙间距8ｍ。选择密闭墙的位置时，人们首先考虑的是把火源控制起来的迫切性，以及在进行施工时防止发生瓦斯爆炸，保证施工人员的安全。2）扑灭巷道火灾时，必须遵守下列规定：①火灾发生在煤巷迎头时，瓦斯浓度不超过2%时，可在通风的情况下采用干粉灭火器、水等直接灭火。灭火后，必须仔细清查阴燃火点，防止复燃。如瓦斯浓度超过2%仍在继续上升，要立即把人员撤到安全地点，远距离进行封闭。②火灾发生在煤巷的中段时，灭火过程中必须检测流向火源的瓦斯浓度，防止瓦斯经过火源点，如果情况不清应远距离封闭。若火灾发生在上山中段时，不得直接灭火，要在安全地点进行封闭。③上山煤巷发生火灾时，不管火源在什么地点，如果局部通风机已经停止运转，在无需救人时，严禁进入灭火或侦察，而要立即撤出附近人员，远距离进行封闭。④火源在下山煤巷迎头时，若火源情况不清，不要进入直接灭火，应进行封闭。 第95页3）在进风井、井底车场发生火灾时，可采取停风、反风和风流短路的方法；在井下其它地方发生火灾时，具体采取以下通风措施：①在井下其它地点发生火灾时，应保持事故前的风流方向，控制火区供风量。②风流的下山巷道发生火灾时，必须有防止由于火风压而造成的主风流逆转的措施。③在有瓦斯涌出的采掘工作面发生火灾时，应保持正常通风，必要时可适当增加风量或采取局部区域性反风。④采用控制风流的措施：针对平安煤矿在火灾时期时要设立合理的控制风流措施，保持风流的稳定。可以设置风门调节和风机供风调节。⑤平安煤矿采区通风为上行式通风，在发生灾变时，首先是在邻近火源供风的风路中建立密闭墙或者关闭该风路已设立有的防火墙，然后选择一条畅通的风路。保证火烟自由的排出矿井。二）火灾避灾路线发生火灾事故后，首先做好积极进行自救，戴好自救器，根据《灾害预防和处理计划》中规定的避灾安全路线，尽快离开灾区。实行3个一组同行，互相帮助，要迎着进风方向有序撤至地面或者等待救援。避灾线路：1、8101工作面发生火灾、水灾（瓦斯突出）时：2、掘进工作面1（2）火灾、水灾（瓦斯突出）时：掘进面1（2）巷道→回风绕道→轨道上山→副斜井→地面3、水泵房发生水灾时：附图4：贵州省桐梓县平安煤矿井下避灾路线图。 第95页第九章矿井安全监测与监控9.1安全监测监控系统设置安全监控监控系统设置一、回采工作面传感器选择及配置11301回采工作面回风巷设置有瓦斯传感器4台（工作面上隅角、工作面运输巷距工作面8m处、工作面回风巷距工作面8m处、工作面回风巷回风流距）；回柱绞车开停传感器1台；采煤工作面运输巷设置瓦斯传感器1台；刮板运输机开停传感器台1台，乳化液泵开停传感器1台，一氧化碳传感器1台。1．工作面及回风巷瓦斯传感器的布置：见图9.1.1。图9.1.1回采工作面CH4传感器布置图T0—回采工作面上隅角的CH4传感器T1—回采工作面风流中的CH4传感器T2—回采工作面回风流中的CH4传感器T3—回采工作面进风流中的CH4传感器2．各类传感器的报警、断电、复电浓度工作面、工作面回风巷及工作面上隅角甲烷传感器报警浓度≥1.0%CH4；工作面运输巷距甲烷传感器报警浓度≥0.5%CH4工作面及工作面上隅角甲烷传感器断电浓度≥1.5%CH4；工作面回风巷甲烷传感器断电浓度≥1.0%CH4；工作面运输巷甲烷传感器断电浓度≥0.5%CH4。工作面、工作面回风巷甲烷传感器复电浓度＜1.0%CH4；工作面上隅角复电浓度＜1.5%CH4；工作面运输巷甲烷传感器复电浓度≥0.5%CH4。 第95页工作面及回风巷甲烷传感器断电范围：工作面及其回风巷道内的全部非本质安全型电气设备。工作面进风流甲烷传感器断电浓度≥0.5%CH4；工作面进风流甲烷传感器复电浓度＜0.5%CH4；工作面进风流甲烷传感器断电范围：工作面进风巷内全部非本质安全电气设备。二、掘进工作面传感器选型及配置两个掘进工作面迎头分别设置有瓦斯传感器各1台（8101运输巷、8101回风巷）；粉尘浓度传感器各1台；风筒传感器各1台；突出预测传感器各1台；回风流中设置瓦斯各1台；绞车开停传感器各1台；局部通风机开停传感器各2台；馈电状态传感器各1台；风门开闭传感器各2台。1．掘进巷瓦斯传感器的设置：见图9.1.2。图9.1.2煤巷掘进工作面CH4传感器布置图T1—掘进工作面风流中的CH4传感器T2—掘进工作面回风流中的CH4传感器F—局部通风机（1）掘进工作面甲烷传感器：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。（2）掘进工作面回风流甲烷传感器：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。三、其他地点传感器选型及配置1．机电硐室本矿机电硐室为井底水仓水泵房，在水泵房内设置水泵开停传感器3台（每一水泵一台）；设置温度传感器1台，在井底水仓设置水位传感器2台。其温度传感器的报警浓度为34℃。2．煤流中的各类装备、转载点和装煤点主井皮带运输机设置开停传感器1台；主井皮带机下风侧12 第95页m处设置一氧化碳和烟雾传感器各1台；主井内煤仓装煤点设置瓦斯和粉尘传感器各1台；8101运输顺槽皮带机设置开停传感器1台；皮带机下风侧12m处设置一氧化碳和烟雾传感器各1台；8101运输顺槽皮带机设置开停传感器1台；皮带机下风侧12m处设置一氧化碳1台，烟雾传感器1台；转载机开停传感器1台。粉尘传感器2台。3．回风巷测风站1）测风站设置地点：8101工作面回风巷距回风斜巷12m处。2）传感器的设置：设置风速传感器1台；温度传感器1台；一氧化碳传感器1台。3）各类传感器报警、断电、复电温度传感器的报警浓度为30℃，一氧化碳报警浓度为0.0024%CO。4．矿井主要风机风硐1）传感器类型、数量、位置主要通风机的风硐设置负压传感器1台，2台主要通风机设开停传感器各1台。2）各类传感器报警、断电、复电传感器在超限时报警。5．地面空压机房1）传感器类型、数量、位置地面压风机房内设空气压缩机开停传感器2台，压风输送管中设风流压力传感器1台。6．瓦斯抽放泵站平安煤矿设计采用高、低负压抽放。设计配备有瓦斯泵房室内低浓度甲烷传感器1台、瓦斯抽放多参数传感器2台、瓦斯抽放泵开停传感器4台。根据各传感器在运行期间的故障，选择一定的备用量，各传感器的备用系数为：瓦斯传感器：35%；负压传感器：25%；其它模拟传感器：20%；开关类传感器：20%；控制类传感器：20%。 第95页参考文献[1]张荣立，何国纬，李铎.《采矿工程设计手册》（上、中、下册）[M].北京：煤炭工业出版社，2003.[2]徐永圻.《煤矿开采学》（修订本）[M].徐州：中国矿业大学出版社，2008.[3]GB50471.2008,煤矿瓦斯抽采工程设计规范[S].中华人民共和国住房和城乡建设部.[4] 徐孝海，刘含文.浅析生产矿井的局部通风[J].山东煤炭技术，2009，（3）：163.164[5]李建华.五种超长距离局部通风技术[J].山西煤炭，2009，（04）23[6]钱鸣高.石平王.《矿山压力与岩层控制》[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003.[7]周英.《采矿概论》[M].北京：煤炭工业出版社，2008.[8]俞启香.《矿井灾害防治理论与技术》[M].徐州：中国矿业大学出版社，2008.[9]徐志胜.《安全系统工程》[M].北京：机械工业出版社，2008.[10]徐孝海，刘含文.浅析生产矿井的局部通风[J].山东煤炭技术，2009，（3）：163.164[11]张景松.《流体力学》[M].徐州：中国矿业大学出版社，2001.[12]张景松.《流体机械》[M].徐州：中国矿业大学出版社，2007.[13]中国煤炭建设协会.《煤炭工业矿井设计规范》[M].北京：中国计划出版社，2005.[14]孔熠.《新编风机选型设计实用手册》[M].北京：中国知识出版社，2009.[15]中华人民共和国煤炭工业部.《防治煤与瓦斯突出细则》[S].北京：煤炭工业出版社，1995.[16]俞启香.《矿井瓦斯防治》[M].徐州：中国矿业大学出版社，1992.[17] 张恩强,勾攀峰，陈海波.井巷工程[M].北京：中国矿业大学出版社，2010年.[18]王玉庄,刘文龙.安全生产法律法规[M].北京：中国劳动社会保障出版社，2010年.[19]余明高.防火防爆[M].北京：中国矿业大学出版社，2010年.[20]赵衡阳.气体和粉尘爆炸原理[M].北京：北京理工大学出版社，1996年.[21]方俊，袁宏永，赵建华.气体传感器及其在火灾探测中应用.火灾科学，2002,11（3）.[22]周笑平,张晓男.燃烧理论基础[M].上海：上海交通大学出版社，2001年.[23]薛鹏骞,潘玉民.煤矿安全检测技术与监控系统[M].北京：煤炭工业出版社，2010年.[24]田卫东,周华龙.矿山救护[M].重庆：重庆大学出版社，2010年.[25] 张乃禄.安全评价技术[M].西安：西安电子科技大学出版社，2011年. 第95页致谢本设计得以完成，离不开各位老师以及同学的指导和帮助。我的大学本科毕业设计《贵州省桐梓县平安煤矿通风与安全设计》是在彭斌老师的指导下完成。在设计过程中，我要感谢彭斌老师对我的严格要求和耐心的指导与讲解，由于我自身对于安全工程中矿井通风专业知识的不完整和不牢固，中途遇到很多困难，但是在彭斌老师的指点与合理安排下我一步一步的完成了毕业设计，彭老师对待学术问题的严谨态度以及在繁重的教学任务中抽出时间细心的指导让我深受感染。本次设计也得到了其他老师的指点和同学的帮助以及室友的建议，在在隔离我也要对们表示由衷的感谢。本设计参考了大量的相关文献，这些资料来源于图书、期刊、论文、网络等，收集这些资料的过程不但使我的知识丰富而且还锻炼了我查找和整理资料的能力。所以我非常感谢这些文献的作者，也感谢网络和图书馆给我提供的资源。 第95页附录序号图名图幅比例图纸张数№:01贵州省桐梓县平安煤矿矿井开拓系统、采区巷道布置及机械设备布置平、剖面图A01:20001№:02贵州省桐梓县平安煤矿矿井通风系统及网络图A11:20001№:03贵州省桐梓县平安煤矿矿井瓦斯抽放系统图A11:20001№:04贵州省桐梓县平安煤矿压风自救系统及矿井排水系统图A11:20001№:05贵州省桐梓县平安煤矿隔爆水棚系统图A11:20001№:06贵州省桐梓县平安煤矿矿井安全监测传感器布置图A11:20001№:07贵州省桐梓县平安煤矿避灾路线布置图A11:20001