1、<p>　　礦井通風與安全課程設計</p><p>　　班級 煤礦開采?？?012級</p><p><b>　　姓名 </b></p><p>　　指導老師 </p><p><b>　　前 言</b></p><p>　

2、　礦井通風指借助于機械或自然風壓，向井下各用風點連續(xù)輸送適量的新鮮空氣，供給人員呼吸，降低井下工作面的溫度，稀釋并排出各種粉塵及有毒有害氣體，創(chuàng)造良好的氣候條件，為井下作業(yè)人員提供安全舒適的工作環(huán)境。隨著淺部礦產資源的日漸枯竭，礦產資源開采向縱深發(fā)展是必然的趨勢。隨著開采深度的增加，礦井必將出現巖溫增高、風路延長、阻力增大、風流壓縮放熱、風量調節(jié)困難、漏風突出、有毒有害物質和熱濕排除受阻等問題。因此，礦井通風與安全的意義將更加重大。&l

3、t;/p><p>　　80年代以來，隨著煤礦機械化水平的提高，采煤方法和巷道布置及支護的改革，電子和計算機技術的發(fā)展，我國礦井通風技術有了長足的進步。通風管理日益規(guī)范化、系列化、制度化，通風新技術和新裝備越來越多地投入應用，以低耗、高效、安全為準則的通風系統(tǒng)優(yōu)化改造在許多煤礦得以實施，使礦井通風更好地為高產、高效、安全的集約化生產提高安全保障。</p><p>　　近年來，為適應綜合機械化采煤

4、的要求，原煤炭工業(yè)部在總結建設經驗、借鑒國外先進技術的基礎上于1984頒發(fā)了《關于改革礦井開拓部署的若干技術規(guī)定》，作為新井建設、生產礦井技術改造和開拓延深的依據。為適應生產集中化，開采深度增加、瓦斯涌出量大的情況，以“針對現實、著眼長遠、因地制宜、對癥下藥、綜合治理、節(jié)能增風”為指導思想，對數百座國有煤礦進行通風系統(tǒng)優(yōu)化改造，配合一批有條件的生產礦井通過合并井田、擴大開采范圍、增加儲量進行改擴建的任務。</p><

5、p><b>　　目 錄</b></p><p>　　第一章 礦井基本概況1</p><p>　　第一節(jié) 井田境界及資源/儲量1</p><p>　　第二節(jié) 礦井設計生產能力及服務年限2</p><p>　　第二章 礦井通風與安全3</p><p>　　第一節(jié) 礦井通風條件

6、概況5</p><p>　　第二節(jié) 礦井通風概況9</p><p>　　第三章 通風管理及安全措施11</p><p>　　第一節(jié) 礦井通風管理12</p><p>　　第二節(jié) 風機設備選型及管理14</p><p>　　第三節(jié) 礦井通風安全措施15</p><p>　　第四章

7、 頂板管理16</p><p>　　第一節(jié) 工作面頂板分析16</p><p>　　第二節(jié) 支護方式的選擇17</p><p>　　第三節(jié) 頂板管理安全措施18</p><p>　　第五章 煤塵防治18</p><p>　　第一節(jié) 開采煤層的煤塵爆炸危險性19</p><p&

8、gt;　　第二節(jié) 各種防塵措施19</p><p>　　第六章 防滅火管理21</p><p>　　第一節(jié) 基本措施21</p><p>　　第二節(jié) 黃泥灌漿系統(tǒng)21</p><p>　　第七章 水害防治21</p><p>　　第一節(jié) 水文地質條件分析22</p><p&

9、gt;　　第二節(jié) 工作面探放水及防水害措施23</p><p><b>　　參考文獻</b></p><p><b>　　摘 要</b></p><p>　　隨著煤礦工業(yè)的發(fā)展，安全生產已經成為其中重要的部分。為確保煤礦的安全生產，對煤礦的安全設計十分重要。根據北嶺煤礦的實際情況，結合目前安全生產技術，對北嶺煤礦進行

10、了安全設計。設計針對煤礦常見的安全問題，如水、火、煤塵、瓦斯、頂板等災害，分析災害發(fā)生的原因，設計具體的災害預防措施及安全保障措施，以達到防止事故發(fā)生或減少事故發(fā)生概率，降低事故造成傷害的目的。根據北嶺煤礦開拓方式和地質構造，選擇了合理的通風系統(tǒng)，對采掘工作面及硐室通風，井下通風設施和構筑物等進行設計。</p><p>　　針對北嶺煤礦的粉塵災害，從防塵措施、防爆措施和隔爆措施三個方面進行了安全設計。對于瓦斯災害

11、防治，設計采取了以瓦斯抽放為主及一些防爆、隔爆安全措施。在火災防治方面，分別設計了煤自然火災防治措施及外因火災防治措施。</p><p>　　通過對北嶺煤礦水文地質資料的分析，設計了相應的水災防治安全措施。同時建立一套完善的安全監(jiān)測與監(jiān)控體系，對各種災害形式進行嚴密的監(jiān)控，在災害發(fā)生前將事故處理，確保生產能夠安全高效的進行，同時達到無安全事故、無人員傷亡的理想狀態(tài)。同時還設計了頂板災害、電氣事故災害等的安全措施。

12、</p><p>　　關鍵詞: 安全條件 通風 粉塵防治 瓦斯 防滅火 頂板</p><p><b>　　礦井通風與安全</b></p><p>　　第一章 礦井基本概況</p><p>　　第一節(jié) 井田境界及資源/儲量</p><p><b>　　一、井田境界</b>

13、;</p><p>　　平崗煤礦位于雞西煤田南部含煤條帶邊緣，距雞西火車站27km。行政區(qū)隸屬于雞西市梨樹區(qū)。井田地理坐標為：</p><p>　　東經：130°43′30″-130°43′45″; 北緯：45°06′00″-45°10′30″。</p><p>　　公路交通：礦區(qū)內有公路與哈綏公路雞圖線國道相通，距雞西市2

14、7km。</p><p>　　鐵路交通：煤礦鐵路專用線與國鐵梨樹鎮(zhèn)火車站相連。</p><p>　　井田境界：上至+350m標高，下至–600m標高，東至F25斷層，西至F16斷層。井田走向長10.01km，傾斜長3.2 km，井田面積35.2km2。</p><p>　　礦區(qū)地表最大標高550m，最低標高310m, 地形高差230m左右。風山河及其它的三條支流，流

15、經礦區(qū)東部，自北向南流經穆棱組露頭西側，河流落差大切割深，河床兩側有50-200m寬的山間谷地。</p><p>　　平崗礦區(qū)為中溫帶大陸性氣候，11月中旬至次年4月中旬為結冰期，表土凍層厚度一般在1.5-2.0m，最高氣溫在7-8月份，最高氣溫38.0℃，最低氣溫在12月份，最低氣溫-39.2℃，年平均氣溫3-3.5℃，年平均降水量600mm，雨季多集中在7-8月份，最大風級7-8級，風向以西北風為主風力一般2

16、-3級，平均風速3.6m/s。</p><p><b>　　二、資源/儲量</b></p><p>　　平崗煤礦有地質儲量12397.1萬t，可采儲量7438.2萬t。儲量構成情況見儲量匯總表、煤柱損失量表、礦井工業(yè)資源儲量、設計資源儲量、設計可采儲量表。</p><p>　　表（1-1）平崗煤礦分水平各類煤柱損失量匯總表 萬t</p

17、><p>　　表（1-2）工業(yè)資源儲量、設計儲量、設計可采儲量匯總表 單位：萬t</p><p><b>　?、俚V井工作制度</b></p><p>　　設計年工作日330天，每天三班作業(yè)。日凈提升時間為16h。 </p><p><b>　?、谏a能力</b></p><p>

18、　　核定生產能力75萬t/a。</p><p>　?、鄯漳晗轙 = ( 1-1)</p><p>　　= 7438.2÷75÷1.3</p><p><b>　　= 76a</b></p><p>　　其中： T：服務年限</p>

19、<p><b>　　Z：可采儲量</b></p><p><b>　　A：生產能力</b></p><p><b>　　K：儲量備用系數</b></p><p>　　第二節(jié) 礦井設計生產能力及服務年限</p><p><b>　?、俚V井工作制度</

20、b></p><p>　　設計年工作日330天，每天三班作業(yè)。日凈提升時間為16h。 </p><p><b>　　②生產能力</b></p><p>　　核定生產能力75萬t/a。</p><p>　　③服務年限T = ( 1-1)</p>&

21、lt;p>　　= 7438.2÷75÷1.3</p><p><b>　　= 76a</b></p><p>　　其中： T：服務年限</p><p><b>　　Z：可采儲量</b></p><p><b>　　A：生產能力</b></p>

22、;<p><b>　　K：儲量備用系數</b></p><p>　　第二章 礦井通風與安全</p><p>　　第一節(jié) 礦井通風條件概況</p><p><b>　　一、瓦斯</b></p><p>　　根據山西省朔州市煤炭工業(yè)局朔煤發(fā)[2010]176 號文“關于朔州市2009年

23、度30萬噸/年以下煤礦礦井瓦斯等級和二氧化碳涌出量鑒定結果的批復”，對山西朔州新都煤業(yè)有限公司（即北嶺煤礦）礦井4 號煤層鑒定結果為：2009 年度礦井絕對瓦斯涌出量為0.45m3/min，相對瓦斯涌出量為1.50m3/t，二氧化碳絕對涌出量0.54m3/min，相對涌出量1.80m3/t；2008年度礦井絕對瓦斯涌出量為0.55m3/min，相對瓦斯涌出量為1.84m3/t，二氧化碳絕對涌出量0.75m3/min，相對涌出量2.51m

24、3/t；該礦瓦斯等級鑒定為低瓦斯礦井，不存在瓦斯突出現象。由于礦方提供的瓦斯資料有限，建議礦方盡快做進一步的瓦斯鑒定工作。</p><p>　　第二節(jié) 礦井通風概況</p><p>　　一、通風方式及通風系統(tǒng)</p><p>　　依據井田開拓部署及煤層賦存條件，確定礦井采用中央并列式通風系統(tǒng)，機械抽出式通風方式。在已有的工業(yè)場地新布置副斜井，將原副斜井刷擴改造為回

25、風斜井擔負全礦井回風任務并兼做安全出口。其中主斜井、副斜井進風，回風斜井（原副斜井刷擴）回風。刷擴改造后的回風斜井服務范圍為全井田。</p><p>　　二、掘進通風和硐室通風</p><p>　　礦井達到設計生產能力時，共配備2個綜掘工作面，均采用獨立通風，掘進工作面所需風量由局部通風機對其壓入式供給。</p><p>　　井下主變電所、主排水泵房、等候硐室及醫(yī)務

26、室、采區(qū)變電所等硐室采用獨立通風。</p><p>　　消防材料庫等硐室利用主通風機負壓通風。</p><p>　　三、礦井風排瓦斯量預測</p><p>　　根據瓦斯鑒定資料，2009年、2008年礦井瓦斯涌出量如下：2009 年度礦井絕對瓦斯涌出量為0.45m3/min，相對瓦斯涌出量為1.50m3/t，二氧化碳絕對涌出量0.54m3/min，相對涌出量1.80

27、m3/t；2008年度礦井絕對瓦斯涌出量為0.55m3/min，相對瓦斯涌出量為1.84m3/t，二氧化碳絕對涌出量0.75m3/min，相對涌出量2.51m3/t；該礦瓦斯等級鑒定為低瓦斯礦井，不存在瓦斯突出現象。設計采用2008年瓦斯用量作為設計依據，即礦井相對瓦斯涌出量為1.84m3/t，則礦井達到設計0.9Mt/a規(guī)模時，礦井絕對瓦斯涌出量為 q絕=1.84×900000÷330÷24&#

28、247;60=3.49m3/min；礦井二氧化碳絕對涌出量為4.75m3/min。</p><p>　　根據本礦以往生產經驗，回采工作面（含本煤層、鄰近層、采空區(qū)等）瓦斯涌出量約占礦井瓦斯涌出量的70%，掘進工作面瓦斯涌出量約占20%，采空區(qū)（已采工作面）及其它地點瓦斯涌出量約占10%。綜上可知，</p><p>　　回采工作面瓦斯涌出量為：q采=3.49×70%=2.45m3/

29、min</p><p>　　掘進工作面瓦斯涌出量為：q掘=3.49×20%=0.70m3/min</p><p>　　采空區(qū)及其它地點瓦斯涌出量為：q其它=3.49×10%=0.34m3/min。</p><p>　　綜上可知，礦井為低瓦斯礦井，本次通風設計根據礦井瓦斯鑒定資料中相對瓦斯涌出量進行預測計算。</p><p>

30、;<b>　　四、礦井通風</b></p><p>　　(一) 礦井總風量計算</p><p>　　根據《煤礦安全規(guī)程》第一百零三條規(guī)定，礦井總進風量按如下要求分別計算，并選取其中的最大值：</p><p>　　1.按井下同時工作的最多人數計算</p><p>　　Q礦進=4·N·K礦通</p&

31、gt;<p><b>　　式中：</b></p><p>　　N—井下同時工作的最多人數，160人；</p><p>　　K礦通—礦井通風系數，取1.20；</p><p>　　則：Q礦進=4×160×1.20=768m3/min=12.8m3/s</p><p>　　2．按采煤、掘進、

32、硐室及其它回風地點實際需要風量的總和計算</p><p>　　根據國家安全生產監(jiān)督管理總局頒布的《煤礦通風能力核定標準》（AQ1056-2008）“礦井需要風量計算方法按各采掘工作面、硐室及其他用風巷道等用風地點分別進行計算，包括按規(guī)定配備的備用工作面需要風量，現有通風系統(tǒng)應保證各用風地點穩(wěn)定可靠供風。”其計算公式如下：</p><p><b>　　式中：</b>&l

33、t;/p><p>　　—礦井需要風量, m3/min；</p><p>　　—采煤工作面實際需要風量，m3/min；</p><p>　　—掘進工作面實際需要風量，m3/min；</p><p>　　—硐室實際需要風量，m3/min；</p><p>　　—備用工作面實際需要風量，m3/min；</p>&l

34、t;p>　　—其他用風巷道實際需要風量，m3/min；</p><p>　　—礦井通風需風系數(抽出式取1.15-1.20，壓入式取1.25-1.30)，北嶺礦為低瓦斯礦井，采用抽出式通風方式因此取=1.15。</p><p>　?。?）采煤工作面實際需風量的計算</p><p>　　每個采煤工作面實際需要風量，應按工作面氣象條件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、

35、人員和爆破后的有害氣體產生量等規(guī)定分別進行計算，然后取其中最大值。</p><p><b>　　a．按氣象條件計算</b></p><p><b>　　式中:</b></p><p>　　—采煤工作面的風速，按采煤工作面進風流的溫度小于20℃取為=1.0m/s；</p><p>　　—采煤工作面的平

36、均有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，=14.70m2；</p><p>　　—采煤工作面采高調整系數，工作面采高為3.0m，取=1.2；</p><p>　　—采煤工作面長度調整系數，工作面長度為180m，取=1.2；</p><p>　　70%—有效通風斷面系數；</p><p>　　60—為單位換算產生的系數。</p

37、><p>　　帶入各參數計算得=60×70%×14.7×1.2×1.2=889m3/min=14.82m3/s。</p><p>　　b．按照瓦斯涌出量計算</p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　—采煤工作面回風巷風流中平均絕對瓦斯涌出量，=2.45m3/mi

38、n；</p><p>　　—采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，=1.25；</p><p>　　100—按采煤工作面回風流中瓦斯的濃度不應超過1％的換算系數。</p><p>　　則=100×2.45×1.25=306m3/min=5.10m3/s。</p><p>　　c．按照二氧化碳涌出量計算</p>

39、<p><b>　　式中：</b></p><p>　　—采煤工作面回風巷風流中平均絕對二氧化碳涌出量，m3/min；</p><p>　　=2.51×(900000÷330÷24÷60)=4.75m3/min</p><p>　　—采煤工作面二氧化碳涌出不均勻的備用風量系數，正常生產時連續(xù)

40、觀測1 個月，日最大絕對二氧化碳涌出量和月平均日絕對二氧化碳涌出量的比值；</p><p>　　67—按采煤工作面回風流中二氧化碳的濃度不應超過1.5％的換算系數。</p><p>　　根據礦井瓦斯鑒定資料，礦井達到設計0.9Mt/a生產能力時CO2絕對涌出量為4.75m3/min，相對涌出量為2.51m3/t。</p><p>　　=67×4.75

41、15;1.20=570m3/min=9.5m3/s。</p><p>　　d．按工作面溫度計算</p><p>　　Qcf＝60×Vc×Sc×Ki</p><p>　　式中：Qcf——工作面需風量，m3/min；</p><p>　　Vc——工作面適宜風速，依據《煤礦通風能力核定辦法》回采工作面溫度與風速的對應關

42、系取1.5m/s；</p><p>　　Sc——回采工作面平均有效斷面，工作面取10.29m2；</p><p>　　Ki——工作面長度系數，取1.2。</p><p>　　Qcf＝60×1.5×10.29×1.2＝1111.32m3/min＝18.52m3/s。</p><p>　　e．按炸藥使用量計算<

43、/p><p>　　采煤工作面不使用炸藥，因此無需進行此項計算。</p><p>　　f．按工作人員數量驗算</p><p><b>　　Qcf≥4×ncf</b></p><p>　　式中：Qcf——工作面供風量，m3/min；</p><p>　　4——每人每分鐘應供給的最低風量，m3/m

44、in；</p><p>　　ncf——采煤工作面同時工作的最多人數，按交接班時40人考慮。</p><p>　　Qcf≥4×40=160m3/min=2.67m3/s</p><p><b>　　g．按風速驗算</b></p><p><b>　　公式如下：</b></p>

45、<p><b>　　驗算最小風量</b></p><p>　　Qcf≥60×0.25Scb=60×0.25×10.92=164m3/min=2.73m3/s</p><p>　　Scb=lcb×hcf×70%=10.92m2</p><p><b>　　驗算最大風量</

46、b></p><p>　　Qcf≤60×4.0Scs=60×4.0×9.66=2318m3/min=38.64m3/s</p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　Scb—采煤工作面最大控頂有效斷面積，10.92m2；</p><p>　　lcb—采煤工作面最大控頂

47、距，5.2m；</p><p>　　hcf—采煤工作面實際采高，3.0m；</p><p>　　Scs—采煤工作面最小控頂有效斷面積，9.66m2；</p><p>　　lcs—采煤工作面最小控頂距，4.6m；</p><p>　　0.25—采煤工作面允許的最小風速，m/s；</p><p>　　70%—有效通風斷面系

48、數；</p><p>　　4.0—綜合機械化采煤工作面，允許的最大風速，m/s。</p><p>　　綜上所述，取最大計算值，并經風速校驗，確定采煤工作面需風量為18.52m3/s。</p><p>　?。?）綜掘工作面實際需風量的計算</p><p>　　A、按瓦斯涌出量計算</p><p>　　Q掘=100

49、5;q綜掘×K掘通</p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　Q掘——掘進工作面實際需要的風量，m3/s；</p><p>　　q綜掘——掘進工作面瓦斯絕對涌出量，0.70m/min；</p><p>　　K掘通——掘進工作面瓦斯涌出不均衡的風量系數，取1.8。</p>&l

50、t;p>　　則Q綜掘=100×0.70×1.8=126m3/min=2.10m3/s，</p><p>　　B、按局部通風機吸風量計算</p><p>　　Q掘＝Qf×I+0.25Shd</p><p>　　Qf——掘進面局部通風機實際吸風量，m3/s。安設局部通風機的巷道中的風量，除了滿足局部通風機的吸風量外，還應保證局部通風機

51、吸入口至掘進工作面回風流之間的風速煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防局部通風機吸入循環(huán)風和這段距離內風流停滯，造成瓦斯積聚；綜掘面配2臺型號FDB No6.3/2×15局部通風機，額定吸風量：Qf＝390m3/min＝6.5m3/s。</p><p>　　I——掘進面同時運轉的局部通風機臺數，取1臺；</p><p>　　0.25——為防止局部通風機吸循環(huán)風允許的最低風速。&

52、lt;/p><p>　　Shd——局部通風機安裝地點到回風口間的巷道最大斷面積，m2。</p><p>　　Q綜掘=6.5×1+0.25×18.20= 11.05m3/s</p><p><b>　　C、按人數計算</b></p><p><b>　　Q綜掘＝4×Nj</b>

53、;</p><p>　　式中：4——每人每分鐘供給的風量不得小于4m3；</p><p>　　Nj——工作面同時工作的最多人數，綜掘面取9人。</p><p>　　Q綜掘＝4×9=36m3/min=0.6m3/s</p><p><b>　　D、按風速進行驗算</b></p><p>　

54、　按《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，煤巷、半煤巷掘進工作面的風量應滿足：</p><p>　　0.25×Sj ≤ Q掘 ≤ 4×Sj</p><p>　　式中：Sj——掘進工作面巷道過風斷面，m2。取18.20m2。</p><p>　　條件：0.25×S掘 ≤ Q掘 ≤ 4.0×S掘，m

55、3/s</p><p>　　即：0.25×18.20 ≤ Q綜掘 ≤ 4.0×18.20</p><p>　　滿足 Q綜掘=4.55～72.8m3/s</p><p>　　經驗算，按局部通風機吸風量計算的掘進工作面風量符合《煤礦安全規(guī)程》的規(guī)定風速要求。</p><p>　　確定綜掘工作面配風量為11

56、.05m3/s，另需要考慮一個停掘不停風工作面的需風量，停掘不停風綜掘工作面需風量按11.05 m3/s考慮，則：</p><p>　　ΣQ綜掘=2×11.05+11.05=33.15m3/s。</p><p>　　（3）硐室實際需要風量</p><p>　　主變電所：3m3/s；</p><p>　　主水泵房：2m3/s；<

57、/p><p>　　等候硐室及醫(yī)務室：3m3/s；</p><p>　　采區(qū)變電所：2m3/s。</p><p>　　則ΣQ硐=2+3+2+3=10 m3/s</p><p>　　（4）其他地點用風量</p><p>　　回采備用工作面：10m3/s</p><p>　　大巷聯(lián)絡巷等地點：15m3/s

58、</p><p>　　防爆無軌膠輪車需要風量的計算</p><p>　　井下輔助運輸采用防爆無軌膠輪車，為了稀釋排放的尾氣需要一定的風量，按下式計算所需風量：</p><p>　　Qd l=5.44×Nd l×Pd l×kd l</p><p><b>　　式中：</b></p>

59、<p>　　Qdl—該地點礦用防爆柴油機車尾氣排放稀釋需要的風量，m3/min；</p><p>　　Ndl—該地點地點礦用防爆柴油機車的臺數，臺；</p><p>　　Pdl—該地點地點礦用防爆柴油機車的功率，kW；</p><p>　　kdl—配風系數，該地點使用1 臺礦用防爆柴油機車運輸時，k 為1.0。該地點使用2臺礦用防爆柴油機車運輸時k，為

60、0.75。該地點使用3 臺及以上礦用防爆柴油機車運輸時k，為0.50；</p><p>　　5.44—每千瓦每分鐘應供給的最低風量，m3/min。</p><p>　　無軌膠輪車需風量按照工作面搬家倒面時考慮，礦井井下同時共有2臺型號為W8型膠輪車同時工作，膠輪車功率為85kW，另有WC40Y型支架搬運車2臺和WC40EJ型鏟板式支架搬運車2臺，其功率分別為200kW和172kW。因此無軌

61、膠輪車需風量計算如下：</p><p>　　ΣQ車=5.44×85×1+5.44×85×0.75×1+5.44×(2×85+2×200+2×172)×0.5</p><p>　　=5.44×（85×2+2×200+2×172）×0.5<

62、/p><p>　　=2486.08m3/min=41.43m3/s</p><p>　　則ΣQ其它=10+15+41.43=66.43m3/s</p><p><b>　　礦井總風量</b></p><p>　　則：Q礦進=（18.52+33.15+10+66.43）×1.15=147.32≈147m3/s<

63、/p><p>　　綜合以上計算結果，礦井總進風量取150m3/s。</p><p>　　礦井總需風量為150m3/s。其中：副斜井進風量為110m3/s，主斜井進風量為40m3/s，回風斜井回風量為150m3/s。</p><p><b>　?。ǘ╋L量分配</b></p><p>　　礦井移交生產及達到設計生產能力時，風量

64、分配如見表2-2-1。</p><p>　　表2-2-1 礦井通風用風點風量分配表</p><p>　　井下各巷道負風速符合《煤礦安全規(guī)程》要求，4號煤東回風大巷回風量為102m3/s，風速5.83m/s，瓦斯?jié)舛葹?.49×1.15÷60÷102=0.066%<0.7%，二氧化碳濃度為4.75×1.15÷

65、;60÷102=0.089%<0.7%均符合要求。</p><p>　　(三) 礦井通風負壓及等積孔計算</p><p>　　1、礦井通風阻力計算</p><p>　　選擇礦井達到設計產量后，根據回風斜井服務的區(qū)域，并考慮風機的合理使用年限，對礦井通風最容易及最困難時期的風阻最大路線進行負壓計算，負壓計算按下式計算。</p><p

66、><b>　　h= </b></p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　h—礦井通風負壓，mmH2O；</p><p>　　α—井巷通風摩擦阻力系數，N·s2/m4；</p><p>　　L—井巷通風線路長度，m；</p><p>　　P

67、—井巷通風斷面周長，m；</p><p>　　S—井巷通風凈斷面，m2；</p><p>　　Q—通過井巷的風量，m3/s；</p><p>　　在此基礎上再考慮15%的局部阻力，經計算礦井通風容易時期負壓為1541Pa(157.73mmH2O)，通風困難時期負壓為1959Pa(204.40mmH2O)。礦井通風容易時期回采工作面位于二采區(qū)采區(qū)北側首采工作面，礦井困

68、難時期位于一采區(qū)405工作面。</p><p><b>　　2、等積孔</b></p><p>　　礦井通風等積孔按下式計算。</p><p>　　A=1.19Q h-1/2</p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　A—礦井通風等積孔，m2；</

69、p><p>　　Q—礦井總進風量，m3/s；</p><p>　　h—礦井通風負壓，Pa。</p><p>　　經計算，礦井通風容易時期等積孔為4.18m2，通風困難時期等積孔為3.71m 2，礦井通風屬小阻力礦井，礦井通風屬容易礦井。</p><p>　　第三章 通風管理及安全措施</p><p>　　第一節(jié) 礦井通

70、風管理</p><p>　　一、回采工作面通風方式及合理性分析</p><p>　　礦井目前采用中央并列式通風系統(tǒng)，機械抽出式通風方式。</p><p>　　綜放工作面為全負壓通風系統(tǒng)，目前采用“一進一回U型”通風方式，回采工作面的進風和回風不得經過采空區(qū)或冒頂區(qū)。</p><p>　　二、回采工作面的瓦斯涌出量</p><

71、;p>　　根據地質報告提供的資料，本礦井瓦斯絕對涌出量33m3/min，相對瓦斯涌出量28.5m3/t，鑒定為高瓦斯礦井。</p><p><b>　　風機設備選型及管理</b></p><p><b>　　一、通風設備</b></p><p>　　礦井采用機械抽出式通風方式。礦井現有兩臺FBCDZ-№24型礦用防爆

72、對旋通風機，配套2×132kW防爆電動機?，F有通風設備已不能滿足礦井資源整合后的通風需求，設計需重新選擇通風設備。</p><p><b>　　一、設計依據</b></p><p>　　礦井回風量： QＫ=150 m3/s</p><p>　　通風容易時期負壓：HKmin=1541Pa</p><p>

73、;　　通風困難時期負壓：HKmax =1959 Pa </p><p><b>　　二、通風設備選型</b></p><p>　　1、風機所需風量及負壓的計算</p><p>　　風機所需風量： QF＝KL·QK =157.5 m3/s</p><p>　　式中：KL —— 漏風系數，取1.05；</p

74、><p><b>　　風機所必需的負壓：</b></p><p>　　HFmin=Ｈkmin +△H =1841 Pa</p><p>　　HFmax=Ｈkmax +△H =2259 Pa</p><p>　　式中：△h—— 通風設備阻力損失，取300 Pa</p><p>　　2、風機及電動機選擇&

75、lt;/p><p>　　根據前述計算求得的風機所需風量及負壓，可選擇FBCDZ-8-№30B（n=740r/min）型礦用防爆對旋軸流式通風機兩臺，來滿足礦井通風容易及困難時期礦井通風的需要，兩臺風機，一臺工作，一臺備用，通風機配套YBP，8極，10kV，2×450kW隔爆變頻電動機。</p><p><b>　　確定風機工況點：</b></p>

76、<p>　　回風井標高： +1260.3 m</p><p>　　換算為標況下的性能參數：</p><p><b>　　Q0=Q</b></p><p><b>　　H0=H*ρ0／ρ</b></p><p>　　ρ0／ρ=1.107</p><p>　　容易時期

77、：H0=2038 Pa</p><p>　　困難時期：H0=2501 Pa</p><p>　　管網阻力曲線方程：Hmin=0.0822Q2 ，Hmax=0.1008Q2</p><p>　　通風機通過變頻器調速運行調節(jié)工況點參數見下表：</p><p>　　表3-2-1 風機運行工況點參數 </p&

78、gt;<p><b>　　電動機功率計算：</b></p><p>　　電動機計算功率 </p><p>　　式中： Q—— 風機工況點風量 (m3/s）；</p><p>　　H—— 風機工況點風壓 (Pa）；</p><p>　　η—— 風機工況點效率(%)；</p><p>

79、;　　ηm—— 傳動效率；取ηm＝0.98</p><p>　　K—— 富余系數；取K＝1.3</p><p>　　通風容易時期： N＝517.9kW</p><p>　　通風困難時期： N＝702.2kW</p><p>　　通風機配套YBP系列，8級，10kV，2×450kW隔爆型變頻電動機。</p><p&

80、gt;<b>　　三、反風方式</b></p><p>　　采用通風機反轉反風方式。</p><p>　　通風機可以在10min內實現反風，反風量大于正常供風量的40%。符合《煤礦安全規(guī)程》的要求。</p><p>　　反風工況點主要參數如下：通風機反風曲線見附圖 7-2-3。</p><p>　　通風容易時期：Q=96

81、.0m3/s；H=757.2 Pa；η=45℅；β=42°/34°；</p><p>　　通風困難時期：Q=96.0m3/s；H=929.1 Pa；η=53℅；β=43°/35°；</p><p>　　反風時電動機容量校驗：</p><p>　　通風容易時期：P=214.5kW＜2×450 kW</p>

82、<p>　　通風困難時期：P=223.3kW＜ 2×450 kW</p><p>　　第三節(jié) 礦井通風安全措施</p><p>　　一、減少工作面漏風措施</p><p>　?。?）人、車穿過風門時,嚴禁同時打開兩道風門，防止風流短路，使工作面瓦斯集聚。</p><p>　?。?）各進、回風聯(lián)絡巷中的風門、風簾、調節(jié)風

83、門及風橋等通風設施要經常維護，保持完好，經常檢查風門的關閉情況。</p><p>　?。?）盡量減小局部阻力，開掘巷道時積極采用光爆錨噴技術，主要進、回風巷道中不要長期堆放物料和存放礦車。</p><p>　?。?）采煤工作面回采結束后，必須在45d內進行永久性密閉。</p><p>　?。?）工作面采空區(qū)放頂采取每循環(huán)放頂一次，對未能及時垮落的懸頂采取強制放頂，以

84、確保采空區(qū)不積存瓦斯。</p><p>　　（6）工作面前、后端頭采空區(qū)采取強制放頂有困難時，及時用沙袋將其充填，確保采空區(qū)空間不得超過0.5m3。保證瓦斯不積聚。</p><p>　　二、工作面通風設施及保證風流穩(wěn)定可靠的措施</p><p>　?。?）工作面通風設施要有專人管理，保證經常處于良好的狀態(tài)，并能夠正常使用。</p><p>　

85、?。?）工作面必須配備專職瓦斯檢查員，按照要求對瓦斯進行檢查，并分地點掛牌，說明檢測的結果和時間。</p><p>　?。?）各種防塵、防瓦斯設施必須按照要求配備齊全。</p><p>　?。?）個人防護必須嚴格執(zhí)行有關規(guī)定，工作面及回風流中所有工作人員必須佩戴防塵口罩，否則不得作業(yè)。</p><p>　　（5）及時排除巷道內的污水和雜物，保證通風系統(tǒng)的正常運行。&

86、lt;/p><p>　?。?）通風科每旬進行一次測風工作，并將結果通知綜采隊。</p><p>　?。?）任何人都不得以任何理由拆除或破壞通風設施。</p><p>　　三、通風設施、防止漏風和降低風阻的措施</p><p>　　1．礦井通風主要設施</p><p>　　①．主要進、回風巷道之間的聯(lián)絡巷中兩道聯(lián)鎖的正向風門

87、和兩道反向風門，以免風流短路。</p><p>　?、冢孛簩硬贾玫倪M、回風巷道，在其立交處設置風橋。</p><p>　　③．在獨立通風硐室的回風道中和進、回風巷道盡頭的聯(lián)絡巷中，安設調節(jié)風門，以控制通風風量。</p><p>　?、埽谥饕L巷中，均建立測風站，以便正確測定風量。</p><p>　　2．防止漏風和降低風阻的措施</

88、p><p>　　①．回風立井風硐、風道等地面建筑需嚴實，經常檢修，以防漏風。</p><p>　?、冢鬟M、回風聯(lián)絡巷中的風門、調節(jié)風門及風橋等通風設施要經常維護，保持完好，經常檢查風門的關閉情況。</p><p>　　③．盡量減小局部阻力，開掘巷道時積極采用光爆錨噴技術，主要進、回風巷道中不要長期堆放物料和存放礦車。</p><p><b

89、>　　第四節(jié) 瓦斯治理</b></p><p>　　一、工作面瓦斯來源分析</p><p>　　綜放工作面瓦斯主要來源：本煤層及回采期間的臨近層、采空區(qū)瓦斯涌出。</p><p>　　二、工作面瓦斯抽放方式及參數的確定</p><p>　　根據現有資料顯示，開采4號煤層時，瓦斯涌出量不大，為低瓦斯區(qū)域，因此不設瓦斯抽采系統(tǒng)

90、。</p><p>　　三、工作面上、下隅角瓦斯管理措施</p><p>　　工作面上、下隅角通風形成一個死角，容易發(fā)生局部瓦斯積聚現象，所以，必須加強對工作面上隅角的瓦斯管理工作。</p><p>　?。?）必須嚴格瓦斯檢查，如發(fā)現體積大于0.5m3的空間內積聚的瓦斯?jié)舛冗_到2.0%時，附近20m內必須停止工作，撤出人員，切斷電源,進行處理。對因瓦斯?jié)舛瘸^規(guī)定被

91、切斷電源的電器設備，必須在瓦斯?jié)舛冉档?%以下時，方可通電啟動。</p><p>　　（2）如發(fā)現上隅角瓦斯積聚,根據實際情況采用風障引導風流法或在回風巷安設抽排風機的辦法來解決.采用抽排法處理瓦斯積聚時，安設抽排瓦斯風機2臺，一臺工作，一臺備用，并在風機吸風口安設甲烷傳感器及斷電儀，保證抽排風機安全運行。</p><p><b>　　第四章 頂板管理</b><

92、;/p><p>　　第一節(jié) 工作面頂板分析</p><p>　　4 號煤層直接頂以泥巖、砂質泥巖為主，厚度平均2.10m，頂板泥巖抗壓強度6.8MPa，砂泥巖抗壓強度26.10MPa，抗拉強度2.72MPa，裂隙比較發(fā)育，穩(wěn)定性較差；老頂為中粗砂巖；底板巖性為泥巖和粉砂巖，局部為砂質泥巖，屬中等冒落頂板，因此直接頂能夠冒落，在這樣頂板條件下頂煤是能放出的。</p><p&

93、gt;　　第二節(jié) 支護方式的選擇</p><p><b>　?。ㄒ唬┒祟^支護</b></p><p>　　工作面兩端頭為頂板壓力集中區(qū)，故工作面輸送機機頭與膠帶順槽連接處和機尾與輔運順槽連接處選用ZFT12000/23/37型端頭支架各1組（2架一組）共同組成端頭支護。</p><p><b>　　（二）超前支護</b>

94、</p><p><b>　　1、支護方式</b></p><p>　　工作面軌道順槽和膠帶順槽在距工作面煤壁20m范圍內必須進行超前維護。采用LDW40單體液壓支柱配合П型鋼梁支護。軌道順槽采用在原支護間套打一架一梁兩腿的單體矩形∏梁棚，膠帶順槽采用在原支護間套打一架一梁兩腿的單體矩形∏梁棚。棚腿選用DZ31.5-25/110Q單體液壓支柱，棚距0.6m。在距工作面

95、10m范圍內應在每架∏梁棚梁下增設一根單體支柱，軌道順槽巷在棚梁正中支設，轉載機巷靠轉載機一側支設，且距保險幫或煤幫0.4m以上，構成一梁三腿以加強支護，但必須保證轉載機巷有足夠的行人通道。兩巷鐵棚子及∏梁棚隨循環(huán)逐架回撤。</p><p>　　2、超前支護管理措施</p><p>　?。?）兩巷超前維護均由檢修班專人進行，至少5人協(xié)作，嚴格執(zhí)行敲幫問頂制度，操作前先處理好頂板活石，額頭、

96、滾幫等不安全隱患。</p><p>　?。?）作業(yè)時，一人負責抱柱子，兩人扶持上梁，一人負責送液升柱，另一個觀頂監(jiān)護，各工序要協(xié)調配合，上梁升柱過程中嚴禁人員通行，以防掉梁倒柱傷人。</p><p>　?。?）確保支護質量，棚腿呈一條直線，所加打單體打在實底上，且迎山有勁，液嘴平行于巷道，朝向采空區(qū)，超前支護打起后，必須使用防倒軟（細鋼絲繩）、硬鏈接裝置將每根支柱互相固定聯(lián)在一起。<

97、/p><p>　?。?）若兩巷壓力增大，所打單體支柱出現鉆底現象時，單體支柱必須穿鐵鞋。</p><p>　?。?）所有單體支柱必須達到初撐力，初撐力達到90KN（11.4MPa），若出現斷梁折柱或泄液的單體時，必須及時更換。</p><p>　?。?）班班必須保證超前維護距離不少于20米，出煤班在回棚后把回取的中間單體支柱及時補在外面的棚梁下，始終保持10米范圍內中間

98、單體支柱齊全。</p><p><b>　　（三）工作面支護</b></p><p>　　目前，本礦綜采放頂煤工作面確定選用ZF6800/18/32型掩護式低位放頂煤液壓支架，該支架控頂能力強、煤炭回收率高、支架后部作業(yè)空間大、利于設備維護和浮煤清理等特點。</p><p>　　第三節(jié) 頂板管理安全措施、</p><p&g

99、t;　　由于向外回采，預計工作面上、下出口壓力較大，上、下兩順槽會有片幫掉頂現象，為防止片幫傷人，特制定如下安全技術措施。</p><p>　?。?）加強液壓支架檢修，保證液壓系統(tǒng)無漏竄液，支架動作靈活可靠，達到支護要求。</p><p>　?。?）檢查所有支架立柱、平衡千斤頂安全閥，保證所有支架安全閥達到額定開啟壓力。</p><p>　　（3）認真檢查液壓支架損

100、壞情況，發(fā)現支架大腳、掩護梁、底座有開焊、斷裂現象時，應及時焊好。</p><p>　?。?）生產班割煤時必須保證支架達到初撐力，及時跟機拉架。</p><p>　?。?）采煤機司機應割平頂底板，保證支架接頂嚴實。</p><p>　?。?）生產過程中要加強觀察周期來壓情況，準確掌握來壓步距。</p><p>　?。?）在頂板離層的情況下，應

101、采用“擦頂移架法”，即首先將支架立柱快速下降，當支架頂梁與頂板稍有距離時，停止降架，立刻拉架使支架的頂梁與頂板相擦而快速前移，將支架前移一個步距，停止拉架，然后升起支架，并達到初撐力，進行正常操作支架的過程。</p><p>　　（8）在頂板比較破碎的情況下，應采用超前拉架方式，稍降支架，將支架快速拉前，頂到煤幫上。采煤機割煤時沿底走，將溜子推出后再返刀割頂煤。</p><p>　　（9）

102、接班后進入工作面前必須由班長或指派專人將上下出口的片幫隱患和頂板零皮撬下來。處理片幫煤和零皮時，必須使用合適的撬棍，人員應站在安全的地方。另外在班中隨時檢查片幫情況，發(fā)現隱患要及時處理，處理時要保證有一人監(jiān)護。</p><p>　?。?0）支架工跟機拉架時不得面向工作面，采煤機割煤時采煤機司機嚴禁站在支架前，要站在支架內護網后操作，且司機必須距頂滾筒10m以外地方進行操作。</p><p>

103、;　?。?1）采煤機司機割煤時必須戴專用頭盔，并且戴防護鏡，以防飛濺的煤塊傷人。</p><p>　?。?2）進入溜槽內換截齒或檢修設備時，要將采煤機停在工作面壓力較小，片幫不嚴重的工作面端頭，同時將護幫板打出去，進行敲幫問頂將片幫煤處理掉，并由專人監(jiān)護。 </p><p>　?。?3）采煤機割煤時，過往行人必須迅速通過，并且不得面向工作面。</p><p>　　（

104、14）采煤機割煤時人員不得在支架前行走，必須在支架內行走。 </p><p>　　（15）無論任何人在工作面撿加高槽內的大塊煤時，必須將工作范圍內的護幫板打出去。</p><p>　?。?6）行人在通過上下出口時，必須先仔細觀察頂板及副幫是否有片幫或冒落危險，確認安全后方可通過。每刀煤對兩出口片幫隱患排查一次。</p><p>　　(17)刮板機大塊煤矸堵死后，必須

105、由班長先檢查片幫及頂板情況，確保安全后，方可進入工作區(qū)作業(yè)，并派專人負責觀察頂板，發(fā)現隱患應及時將人員撤出。</p><p>　　(18)上下兩巷的超前支護必須及時有效，不得有空頂現象。</p><p>　　(19)行人必須快速通過上下安全出口，不得在安全出口內停留或與他人交談、喊話。</p><p>　　(20)無論是清理電機蓋板及上下巷出口片幫煤還是處理轉載機事

106、故時，任何人不得在電機蓋板上休息，更不得隨意摘下安全帽。</p><p>　　(21)在清理電機蓋板及上下巷出口片幫煤時，必須戴好安全帽系好安全帶，并實行2人工作制，1人工作，1人觀察頂板，如發(fā)現安全隱患，應將隱患處理后方可進入工作區(qū)作業(yè)。</p><p>　　(22)在正常生產過程中，機頭看大塊人員應隨時撬下出口片幫煤，將頂板零皮處理掉，在他人通過時，應事先警告他人注意安全。并負責及時將

107、機頭端頭支架超前拉出、升緊。</p><p>　　(23)兩順槽聯(lián)巷必須在工作面推進超前50m提前打木柱，以免發(fā)生冒頂事故。</p><p><b>　　第五章 煤塵防治</b></p><p>　　第一節(jié) 開采煤層的煤塵爆炸危險性</p><p>　　4號煤層煤塵具有煤塵爆炸性危險。為確保礦井的安全生產，改善工作環(huán)

108、境，保護工人健康，必須采取預防和降低煤塵的措施，采用工作面煤層預注水、回采時噴霧灑水、打眼時采用濕式鑿巖、各轉載點灑水和及時清理巷道浮煤、控制風速等措施。</p><p>　　第二節(jié) 各種防塵措施</p><p>　　一、工作面防塵供水系統(tǒng)</p><p>　　井下消防灑水采用合流制系統(tǒng)，水源來自礦井水處理站凈化處理后的井下排水，其水質符合井下消防灑水水質標準。井

109、下消防灑水管路由地面處理站清水池經主斜井下至井底，經減壓后送至各消防及灑水使用點。</p><p>　　（1）工作面防塵供水系統(tǒng)</p><p>　　工業(yè)場地地面清水池→主斜井井筒→井底清撒斜巷聯(lián)絡巷→4號煤東膠帶大巷→大巷間聯(lián)絡→4號煤東輔運大巷→巷順槽聯(lián)絡巷→工作面輔運順槽（膠帶順槽）→工作面</p><p>　?。?）工作面防塵系統(tǒng)</p>&l

110、t;p>　　A、工作面進、回風均需鋪設D146×8灑水管路，進回風口安裝過濾器，進風每隔50m安設灑水三通閥門，回風每隔100m安設灑水三通閥門。</p><p>　　B、距進、回風30m處安裝一道自動噴霧，距工作面50m處安裝一道凈化水幕，噴霧前安裝過濾器，噴霧必須覆蓋全斷面。</p><p>　　C、采煤工作面必須使用機組灑水降塵裝置，機組和支架噴霧必須使用加壓泵動壓水

111、，單獨安裝供水管路。工作面支架每5架安設一組聯(lián)動噴霧，保證割煤時噴霧能自動開啟，架下和放煤噴霧供水正常，能在降柱、移架、放煤時噴霧連動開啟。各轉載點必須有自動噴霧和50m灑水軟管。</p><p>　　井下消防灑水供水管道系統(tǒng)見C1864-845-1。</p><p>　　二、工作面采煤、降柱、移架和放煤時的防塵措施</p><p>　　（1）各工作面的機組外噴霧裝

112、置水壓不得低于1-1.5MPa，支架每5架安設一組聯(lián)動噴霧，保證割煤時噴霧能自動開啟；保證架下和放煤噴霧供水正常，在降柱、移架、放煤時噴霧能連動開啟。</p><p>　?。?）隊組負責安裝、使用和維護架間噴霧設施，做到降柱、移架、放煤的時同步噴霧、水壓不得低于1 MPa。</p><p>　?。?）兩順槽距工作面50m范圍內必須設置一道封閉全斷面的凈化水幕，水壓不得低于0.4MPa。&l

113、t;/p><p>　?。?）各轉載點必須有自動噴霧和50m灑水軟管，并有專人負責管理，水壓不得低于0.4MPa。</p><p>　　第六章 防滅火管理</p><p><b>　　第一節(jié) 基本措施</b></p><p>　　本礦首采區(qū)內的4號煤層屬易自燃發(fā)火煤層，本設計特制定以下防范措施；</p>&l

114、t;p>　　1、加強電氣設備管理，嚴禁明火作業(yè)，防止外源火災。</p><p>　　2、及時清理可燃物，嚴禁坑木等易燃物口雜亂無章堆積。</p><p>　　3、使用不延燃風筒和阻燃電纜。</p><p>　　4、井下設消防材料庫，配備必要的消防器材。</p><p>　　5、井下人員按規(guī)定配備自救器。</p><p

115、>　　6、建立以黃泥灌漿為主，注氮、凝膠堵漏為輔防的滅火系統(tǒng)。使用JSG-8束管監(jiān)測系統(tǒng)監(jiān)測監(jiān)控自燃發(fā)火，并配備了GC-950型氣象色譜儀，地面束管檢測室位于區(qū)隊辦公樓。</p><p>　　7、采空區(qū)垮落造成地表塌陷裂隙及時充填，減少向采空區(qū)供氧量，防止采空煤炭自燃。</p><p>　　8、在下列地點設置消火栓：變電所入口、水泵房硐室、消防材料庫入口、爆炸材料發(fā)放硐室、帶式輸送機

116、機頭15m以內。</p><p>　　9、井下帶式輸送機機頭下方15m設煙霧傳感器，輸送機機頭安裝DMH自動噴水滅火系統(tǒng)。</p><p>　　10、輸送帶采用阻燃抗靜電輸送帶，必須按MTl47-5標準要求設置，帶式輸送機為防爆產品，輸送帶機各種電氣元器件均隔爆。滾筒、襯墊及非金屬材料均抗靜電及阻燃，必須符合MTl47-5要求，并設置了安全規(guī)程的所有保護裝置。 </p>&l

117、t;p>　　11、在井底車場巷道各類硐室內配備足夠的滅火器材。</p><p>　　第二節(jié) 黃泥灌漿系統(tǒng)</p><p><b>　　1．灌漿系統(tǒng)</b></p><p>　　本次設計在礦井工業(yè)場地設集中灌漿站，為全礦灌漿服務，灌漿方法采用隨采隨灌，即隨采煤工作面推進的同時向采空區(qū)灌注泥漿。在灌漿工作中，灌漿與回采保持有適當距離，以免灌

118、漿影響回采工作。</p><p><b>　　2．灌漿方法</b></p><p>　　采用埋管灌漿法，在放頂前沿回風巷在采空區(qū)預先鋪好灌漿管(一般預埋5～8m鋼管)，預埋管一端通采空區(qū)，一端接膠管，膠管長一般為20～30m，灌漿隨工作面的推進，用回柱絞車逐漸牽引灌漿管，牽引一定距離灌一次漿，要求工作面采空區(qū)能灌到足夠的泥漿。</p><p>

119、<b>　　3．灌漿參數的選擇</b></p><p>　?、伲ぷ髦贫龋号c礦井工作制度相匹配，但需注意以下原則：</p><p>　　灌漿工作是與回采工作緊密配合進行。設計灌漿為三班灌漿，每天純灌漿時間為10h，若礦井自燃發(fā)火嚴重，且所需灌漿的工作面較多，宜采用四班灌漿，每天灌漿時間為15h。</p><p><b>　?、冢酀{所

120、需土量</b></p><p>　　日灌漿所需土量按下式計算：</p><p><b>　　式中：</b></p><p><b>　　Q土=K·G/V煤</b></p><p>　　Q土—日灌漿所需土量，m3/d；</p><p>　　G—礦井日產量，

121、根據設計，日產量為2727t；</p><p>　　V煤—煤的容重，根據地質報告，4號煤層容重為1.54 t/m3;</p><p>　　K—灌漿系數，為灌漿材料的固體體積與需要灌漿的采空區(qū)容積之比，取0.05。</p><p>　　則：Q土=0.05×2727/1.47=120.78（t）</p><p><b>　　第

122、七章 水害防治</b></p><p>　　第一節(jié) 水文地質條件分析</p><p>　　礦井在日常開采過程中防治水患是一項重要工作，今后生產中應加強觀測，在接近采空區(qū)，要進行探放水工作，堅持“預測預報，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原則，對采空積水進行抽排，提前將采空積水抽放完畢后，方可進行采掘。</p><p>　　井田內有斷層、陷落柱發(fā)育，雖

123、然目前未發(fā)現有明顯導水現象的斷層，但斷層破碎帶巖性比較復雜，且膠結程度較差，加之受采動影響，不導水斷層可以轉變?yōu)閷當鄬?，上部煤層采空積水也可能沿斷層進入下部煤層，對下部煤層的開采造成危害，據鄰近礦井資料。因此在生產過程中，對斷層、裂隙發(fā)育段的導水性應引起足夠重視，對斷層和裂隙帶要進行注漿加固，必須制定相應的預測、預報和安全防范措施，確保礦井安全生產。</p><p>　　本礦井1985 年至2006 年間的采空