安全专篇设计变更.doc

乌海市海南区滴沥帮乌素煤矿
西井技术改造

安 全 专 篇 设 计

变

更

说

明

乌海市海南区滴沥帮乌素二矿
二0一一年二月二十三日

关于变更安全专篇设计的说明

乌海市海南区滴沥帮乌素煤矿西井技术改造项目根据“乌海市海南区滴沥帮乌素煤矿西井技术改造初步设计及安全专篇”进行施工，该项目于2007年通过了内蒙古煤矿安全监察局乌海监察分局的项目验收（乌煤安字[2007]84号），并取得了煤炭生产许可证和安全生产许可证，矿井设计生产能力0.30Mt/a，采用长壁炮采工艺。根据煤炭产业政策的要求，该矿欲对采煤工艺进行提升改造，将炮采工艺提升为高档普采工艺，故煤矿对现有开拓生产系统依据“乌海市滴沥帮乌素二矿矿井《安全质量标准化》达标初步设计方案”进行了改造，本次就原“乌海市海南区滴沥帮乌素煤矿西井技术改造项目初步设计安全专篇”的相关内容进行设计变更。
第一节 设计变更
一、开拓方式变更
原设计：全矿共有三条井筒，采用“一斜二竖”混合开拓方式，主井为二个竖井，斜井为副井（兼回风）。
变更后：全矿保留原有的三条井筒，采用“一斜二竖”混合开拓方式，但对三条井筒的功用进行调整，具体调整结果如下：
主斜井（原有改造）：位于井田中部，担负全矿井的煤炭提升任务和部分辅助提升任务，同时兼作矿井的主入风井。井筒倾角21º，净宽4.4m，净高3.4m，直墙半圆拱断面，净断面12.88㎡，井筒长度600m，采用锚喷支护，支护厚度120mm。井筒内装备DX1000/90×2型强力胶带输送机，安装架空乘人器，铺设消防洒水、压风管路及通讯电缆。
副立井（原西竖井）：位于井田西部，担负全矿矸石、小型材料、设备的辅助提升任务，设梯子间，同时兼做入风井和安全出口。井筒净直径3.8m，净断面11.3m2，井筒垂深301m，采用锚网喷浆支护，支护厚度120mm。井筒内装备3.8 m3罐笼，铺设排水管路及动力电缆。
回风立井（原东竖井）：位于井田东部，担负全矿回风任务，设梯子间，同时做矿井安全出口。井筒净直径3.6m，净断面10.2m2，井筒垂深210m，采用锚网喷浆支护，支护厚度120mm。
二、通风系统、通风设备及风量变更
1、通风系统变更
原设计采用中央分区抽出式通风方式，东立井、西立井进风，回风斜井回风。
变更为：采用中央分列抽出式通风方式，主斜井、副立井（西立井）进风、回风立井（东立井）回风。井下进、回风巷道与原设计相同（运输下山进风、轨道下山回风）。
2、通风设备变更
原设计在回风斜井井口安装BK40-6-№16型轴流通风机二台，电机功率2×55KW，一台工作，一台备用。
变更为：在回风立井（东立井）井口安装FBCDZ-6-№16型轴流通风机二台，电机功率2×75KW，一台工作，一台备用。
3、矿井风量、负压及等积孔变更
根据原设计矿井风量计算可知：矿井前、后期总用风量均为36.32 m3/s，矿井总负压：h最小=161 Pa ；h最大=229.61Pa。通风系统和回采工艺改变后，矿井风量、负压及等积孔计算如下：
（一）矿井通风风量计算及分配
1、矿井通风风量计算
根据《煤矿安全规程》第一百零三条规定，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并取其中的最大值。
（1）按井下同时工作的最多人数计算
Q矿=4NK矿
式 中：
Q矿—矿井总需风量，m3/min；
4—每人每分钟供风标准，m3/min；
N—井下同时工作的最多人数，取50人；
K矿—矿井通风系数，取K矿=1.20。
Q矿=4×50×1.2=240.0（m3/min）=4.0（m3/s）
（2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和计算
Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q它）×K矿
式 中：
∑Q采—各采煤工作面实际需风量总和，m3/min；
∑Q掘—各掘进工作面实际需风量总和，m3/min；
∑Q峒—独立通风硐室实际需风量总和，m3/min；
∑Q它—除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min。
① 采煤工作面需风量计算
a、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：
Q采= 100（67）×q采×Kc
式 中：
Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；
q采—采煤工作面绝对瓦斯（或二氧化碳）涌出量，m3/min；经计算得采煤工作面的绝对瓦斯涌出量为2.94m3/min，绝对二氧化碳涌出量为5.8m3/min；
Kc—工作面因瓦斯（或二氧化碳）涌出不均匀的备用风量系数，取1.5。
瓦 斯：Q采= 100×2.94×1.5 = 441.0（m3/min）
二氧化碳：Q采= 67×5.80×1.5 =560.8（m3/min）
b、按工作面温度计算：
Q采= 60×VC×SC×Ki
式 中：
Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；
VC—回采工作面适宜风速，取1.5m/s；
SC—回采工作面平均有效断面，按实际采高2.6m，最大和最小控顶有效断面的平均值计算，取10.6m2；
Ki—工作面长度系数，取1.2。
Q采=60×1.5×10.6×1.2=1144.8（m3/min）；
取Q采=1145（m3/min）;
c、按工作人员数量计算
Q采=4nc
式 中：
4—每人每分钟应供给的最近风量，m3/min；
nc—采煤工作面同时工作的最多人数，人。
Q采=4×20=80（m3/min）
d、按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面的最低风速为0.25m/s，最高风速为4 m/s的要求进行验算。即回采工作面风量应满足：
15×Sc≤Q采≤240×Sc；即：159≤Q采≤2544
根据上述计算，按工作面温度计算时为风量最大，且满足风速要求，故设计采煤工作面需风量为：
∑Q采=1145m3/min
② 掘进工作面风量计算
a、按工作人员数量计算
Q掘=4nj
式 中：nj—掘进工作面同时工作的最多人数，人
Q综掘=4×9=36（m3/min）
Q普掘=4×8=32（m3/min）
b、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：
Q掘= 100（67）×q掘×Kd
式 中：
Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/min；
q掘—掘进工作面绝对瓦斯（或二氧化碳）涌出量，m3/min；
经计算得综掘工作面的绝对瓦斯涌出量为0.47m3/min，绝对二氧化碳涌出量为0.92m3/min；普掘工作面的绝对瓦斯涌出量为0.18m3/min，绝对二氧化碳涌出量为0.37m3/min；
Kd—工作面因瓦斯（或二氧化碳）涌出不均匀的备用风量系数，综掘面取1.8，普掘面取2.0。
综掘面实际需风量为：
瓦 斯：Q综掘= 100×0.47×1.8 = 84.6（m3/min）
二氧化碳：Q综掘= 67×0.92×1.8 = 111.0（m3/min）
普掘面实际需风量为：
瓦 斯：Q普掘= 100×0.18×2.0= 36.0（m3/min）
二氧化碳：Q普掘= 67×0.37×2.0 =50.0（m3/min）
c、按炸药使用量计算
Q掘=25Aj
式 中：Aj—掘进工作面一次使用的最大炸药量，kg
Q掘=25×6.0=150 m3/min
d、按局部通风机吸风量计算
Q掘= Qf×I×Kf
式 中：
Qf—掘进面局部通风机额定风量，m3/min；
I—掘进面同时运转的局部通风机台数，台；
Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。
本设计配备两个掘进工作面：均采用KDF-15型局扇供风，其额定风量为200m3/min。
Q综掘=200×1×1.2=240m3/min
Q普掘=200×1×1.2=240m3/min
d、按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，煤及半煤岩巷掘进工作面的最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。即掘进工作面风量应满足：15×Sc≤Q掘≤240×Sc
根据上述计算，按局部扇风机吸风量计算时为风量最大，且满足风速要求，故设计掘进工作面总需风量为：
∑Q掘=200+200=400m3/min
③ 硐室需风量计算
井下独立通风硐室为轨道下山绞车硐室及水泵房、变电所硐室，所需风量为：
绞车硐室：Q绞=60m3/min
水泵房硐室：Q水=90m3/min
变电所硐室：Q电=60m3/min
则ΣQ硐 =（ Q绞+Q水+Q电）=180m3/min
④ 其它巷道需风量计算
按采煤、掘进、硐室风量总和的3%进行计算。
∑Q它=（1145+400+180）×0.03=51.75m3/min
取∑Q它=52.0m3/min
经计算，矿井总需风量为：
Q矿=（1145+400+180+52）×1.2=2132.4m3/min=35.54m3/min，
取Q矿=36.0（m3/min）
2、矿井风量分配
主井井筒：22m3/s
副井井筒：14m3/s
高档工作面：20m3/s
综掘工作面：4m3/s
普掘工作面：4m3/s
绞车硐室：1.5m3/s
水泵房硐室：1.5m3/s
变电所：1.0m3/s
其 它：4.0m3/s
（二）通风负压计算
矿井主要通风阻力线为：由主斜井入风，回风斜井回风。风流流向为：主斜井→主井车场及集中运输巷→运输下山→运输顺槽→工作面→回风顺槽→回风下山→集中回风巷→回风立井→地面。
通风阻力计算公式如下：

式 中：
hi－井巷摩擦阻力，pa；
αi－井巷摩擦阻力系数；
pi－井巷净周长，m；
Li－井巷长度，m；
Si－井巷净断面积，m2；
Qi－井巷中通过的风量，m3/s。
h通＝h摩＋h局
式 中：
h通－通风负压，pa；
h摩－摩擦阻力，pa；
h局－局部阻力，pa；按摩擦阻力的10%计算。
经计算，矿井通风容易和困难时期的通风阻力分别为：
hmin＝165.02pa
hmax＝756.41pa
详见矿井通风阻力计算表，表5-2-1、表5-2-2。
3、等积孔计算
矿井通风的等积孔是衡量矿井通风难易程度的重要参数，其反映井巷或矿井通风阻力和风量的定量关系，按下式计算：

式 中：
Ai—各通风系统的等积孔，m2；
Qi—各通风系统的风量，m3/s；
Hi—各通风系统的通风负压，Pa。
通风容易时期（后期）等积孔为：3.33m2
通风困难时期（前期）等积孔为：1.56m2
根据以上计算结果，矿井初期和后期通风等积孔分别为1.56m2和3.33m2。从前、后期的等积孔数值看，前期属通风中等难度矿井、后期属通风容易矿井。
矿井目前已在立风井（东竖井）井口安装2台FBCDZ-6-№16型轴流通风机，电机功率2×75KW，一台工作，一台备用，工作风量范围Q扇：30—50 m3/s ，工作风压范围H扇：300—800Pa。经验算，该风机完全满足变更后矿井通风要求。
三、运输系统变更
1、主提升：
原设计东竖井、西竖井作为矿井主提升井，采用绞车箕斗提升，负担矿井主提升任务。前期东竖井最大提升能力180kt/a，后期双井最大提升能力448kt/a。
变更为：斜井作为矿井主提升井，主斜井安装DX1000/90×2型强力胶带输送机提升，提升能力为250~300 t/h。按年生产330d，日提升16 h，提升能力可以满足矿井设计生产能力。
2、辅助提升：
原设计中辅助运输系统为斜井矿车提升，斜井安装JK1600×1200型提升机。
变更为：主斜井作为矿井主提升井，安装大倾角皮带，负担提升原煤。在另一侧安装架空乘人器，在架空乘人器下方铺设24型轨道，轨距600mm，负责运输采煤机、液压泵、移动变电站、滑移支架等较大型设备任务，使用原有JK1600×1200型提升机。
副立井（西竖井）采用罐笼提升，安装2JK-2.5型提升机（原有），作为矿井辅助提升井，负担运送小型设备、材料、排矸任务。
四、回采、掘进工艺变更
1、回采工艺变更：
原设计全矿井布置两个回采工作面，采煤工艺为走向长壁炮采工艺，选用NDZ16—25/80单体液压支柱，配HDJA—1000型金属铰接顶梁支护顶板，爆破落煤，一次采全高，全部垮落法管理顶板，工作面运输采用SGB620/40型可弯曲刮板输送机，顺槽运输采用带式输送机，刮板输送机转载。
变更为：全矿井布置一个回采工作面，采煤工艺为高档普采放顶煤工艺，工作面选用MG150/350-WD型采煤机，ZH2000/16/24Z型组合式悬移支架支护顶板，工作面前部可弯曲刮板输送机选用SGB630/110×2型，后部可弯曲刮板输送机选用SGB620/40型，顺槽运输选用SPZ-80带式输送机，转载机选用SGB620/40型,乳化液泵站选用WRB200/31.5型。工作面机组落煤，一次采全高，全部垮落法管理顶板；
2、掘进工艺变更：
原设计全矿井布置四个炮掘工作面。
变更为：全矿井布置两个掘进工作面，一个普掘、一个综掘。
五、地面供电系统及安全监控系统变更
1、改造原供电系统：
原设计双回路电源分别引自海南六五四变电站和骆驼山变电站，供电电压660V。
变更为：双回路电源分别引自海南六五四变电站和骆驼山变电站，供电电压10KV。由地面变电所向井下中央变电所提供双回路供电，供电电压10KV，经井下变电所调整后，再向各用电点供电。
2、安全监控系统：
原设计未有安全监控系统和人员定位系统。
变更为：矿方已安装KJ78型安全监控系统，必须请具有相关资质的设计单位对矿井的安全监控系统和人员定位系统进行补充设计，并按设计安装上述系统，同时要完善井上下通讯系统。
第二节 灾害预防及安全装备
一、预防瓦斯和煤尘爆炸的措施
（一）防止瓦斯积聚
1、本井为低瓦斯矿井，设计矿井在采掘工作面、主要回风巷装备甲烷断电仪和风电闭锁装置。对矿井采、掘工作面的瓦斯，掘进工作面的局扇开停；主要进、回风巷的瓦斯进行实时连续的监控；并对采、掘进工作面实施瓦斯超限断电及掘进工作面的风电瓦斯闭锁。
2、在回采工作面、掘进工作面及其它可能发生瓦斯超限地点安
装甲烷断电仪进行监控。掘进工作面采用有选择性漏电保护装置的供电线路供电。
3、制定严格的瓦斯和一氧化碳检查、监测制度。矿井必须建立瓦斯检查、管理和日报审查制度，必须配备数量足够的专职瓦斯检查员和瓦斯检测仪器，瓦斯检测仪器必须定期检验、定期更换药剂，确保准确无误。
4、必须每年对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作。
（二）防爆措施
防止瓦斯爆炸的具体措施如下：
1、严格掌握风量分配，加强通风管理，保证井下各用风地点有足够的新鲜风流。生产中严格制定管理制度，设专职瓦斯检查员，对工作地点经常进行各种有害气体和风量测定，采空区、风门、风筒要有防止漏风的措施。
2、对废巷、停工停风的盲巷及采空区要及时封闭。采取有效措施及时处理局部积存瓦斯，特别是对工作面上隅角、采空区边界、采煤机及掘进机附近、胶带机头附近、工作面后刮板输送机机头附近、顶板冒落的空洞内、低速风流巷道顶部积聚的瓦斯要加强检测、及时处理。
3、在采掘工作面及与其相互连接的上、下顺槽中设置瓦斯超限警报仪，监测风流中的瓦斯含量，并将信息及时传送到地面控制室。在工作地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯含量超限时及时自动切断电源。
4、必须使用安全炸药，采用水炮泥，在放炮前仔细检测瓦斯浓度，严禁违章作业。
5、必须使用防爆的机电设备，加强机电设备的检查和维修，保持良好的防爆性能，严防电器失爆。井下各电气设备在启动前必须先进行瓦斯检查，严禁带电检修电气设备。
6、接替工作面施工完后，必须供风，临时停工的地点，不得停风。
7、严格控制和加强管理生产中可能引火的热源，杜绝燃爆瓦斯的火源；
8、杜绝不合理串联通风，防止瓦斯事故的发生。
9、下井人员必须配备过滤式自救器，矿井配备足够的瓦斯检测仪器。
10、采煤机和掘进机在割煤前，要检查其周围瓦斯浓度，以免割顶、底和夹矸时产生火花发生事故。在采煤机和掘进机上安装机载式瓦斯断电仪，对瓦斯浓度进行监测，实现超限断电报警。
11、禁止在井下及井口房使用明火、电焊及吸烟，禁止将易燃物品带入井下，井下爆破器材运送、使用、操作等必须遵守《煤矿安全规程》的有关规定。
12、井下掘进工作面的局部通风机和电气设备都必须装风电闭锁装置。
13、随采掘工作面位置的变化，随时调整通风系统，对井下各种通风构筑物要及时建筑和安装，并经常维护，保持完好。
14、为防止瓦斯灾害事故扩大，回风井口设有防爆门，以防冲击波毁坏风机。矿井反风方式为主扇反转反风，当矿井进风侧发生灾变（如火灾）、或遇有害气体突然涌出时，矿井要及时进行反风。主扇必须在10分种之内实现反风，反风风量不小于正常风量的40%，矿井每年必须至少进行一次反风试验。
防止煤尘爆炸的措施包括防止浮游煤尘发生爆炸和防止沉积煤尘再次飞扬参与爆炸的措施，具体包括：
1、防尘措施，包括减尘和降尘措施；
2、定期清扫沉积在巷道中的煤尘，并及时运出；
3、定期冲洗巷道；
4、用石灰水或水泥石灰水喷洒巷道顶壁和底板（主要用于工作面以外的巷道）；
5、所有运输巷和回风巷内撒布岩粉，尤其是煤尘经常沉积的地方和工作面上、下口（如能保证有喷雾洒水，且使煤尘中水分大于12%的地点，可不再撒布岩粉）；
6、定期对巷道喷雾洒水，洒水管路与消防合并；
7、消除引爆煤尘的火源；
8、入井人员禁止穿戴化纤衣物，严禁携带烟火。
（三）隔爆措施
隔爆措施是阻断煤尘爆炸灾害由局部向更大范围扩散的措施。本设计隔爆措施是在矿井运输下山、回风（轨道）下山内布置主要隔爆水棚，在回采和掘进巷道内布置辅助隔爆水棚。
1、水棚结构与选型
本次设计的主要隔爆水棚和辅助隔爆水棚均选用水袋棚，水袋主要为塑料制品，将其吊挂在巷道顶梁上或支架之上。水袋型号为GBSD-80，其规格为900×480×270mm，设计水量Gn为80L。
2、水棚的计算与布置
1）水棚的布置原则
（1）水棚排间距为1.2～3.0m，主要水棚的棚区长度不小于30m，辅助水棚的棚区长度不小于20m。
（2）水袋在巷道中的安装方式呈横向吊挂式布置。
（3）水袋边缘与巷壁、支架、顶板（梁）之间的垂直距离不小于100mm，水袋距顶板（梁）的距离不大于1.0m。
（4）同一排（列）中水袋之间的最小间隙不小于100mm，也不大于1.2m。
2）总水量：G=gS
式 中：
G——总水量，L；
g——每平方米巷道所需水量，主要隔爆水棚取400kg/m2，辅助隔爆水棚取200kg/m2；
S——巷道净断面积。
（1）主要隔爆水棚总水量
运输下山：G=400×7.4=2960L
轨道下山：G=400×7.4=2960L
回风下山：G=400×7.4=2960L
（2）辅助隔爆水棚水量
运输顺槽：G=200×7.6=1520L
回风顺槽：G=200×7.2=1440L
3）水袋计算
水袋棚架数：n=G/xGn
式 中：
n——水棚架数，主要隔爆水棚取3，辅助隔爆水棚取2；
x——每排水袋个数；
Gn—－每个水袋水量，L。
（1）主要隔爆水棚
运输下山：n=2960/（2×80）=18.5
轨道下山：n=2960/（2×80）=18.5
回风下山：n=2960/（2×80）=18.5
（2）辅助隔爆水棚
运输顺槽：n=1520/（2×80）=10
回风顺槽：n=1440/（2×80）=9
4）水棚区长度：L= nC
式 中：
L——水棚区长度，m；
C——水棚间距，取2.0m。
（1）主要隔爆水棚
运输下山：L=18.5×2.0=37
轨道下山：L=18.5×2.0=37
回风下山：L=18.5×2.0=37
（2）辅助隔爆水棚
运输顺槽：L=10×2.0=20
回风顺槽：L=9×2.0=18
二、预防井下火灾的措施
（一）煤的自燃预防措施
（1）布置在煤层中的主要巷道采取锚喷支护或混凝土砌碹支护，减少煤巷裸露面积；对盲巷、废弃巷道、密闭墙、裂隙等进行注浆封闭，及时清理碎煤杂物，使之与空气隔绝，抑制煤炭的氧化。
（2）采用后退式开采、全部垮落法管理顶板的采煤方法，快速推进、及时封闭采空区。
（3）加强通风管理，合理设置通风构筑物，井下通风设施（通风机、风门、风墙等）设置在地压稳定的地点，避免引起采空区或附近煤柱裂隙，以减少漏风，削弱采空区的供氧条件；每一煤层都有单独的通风系统，回采工作面采用全负压U型通风。
（4）由于本矿井煤层为自燃煤层，根据《煤矿安全规程》第二百四十一条规定，井下应建立矿井火灾预报监测系统，本设计采用ASZ-Ⅱ型矿井火灾预报束管监测系统。
（5）采用移动式注浆防灭火系统为主，喷洒阻化剂为辅的综合防灭火措施，对有自燃倾向的煤层采空区注浆或喷洒阻化剂进行防灭火。
（6）对支承压力区的煤柱裂隙、开切眼、停采线、上下顺槽等煤炭易于自燃的地点喷洒阻化剂，降低煤的氧化能力，阻止煤的氧化进程。
（7）采取向采空区喷注凝胶等堵漏措施，减少向防灭火区的漏风量。
（8）本井田东部地表有火区存在，目前正在治理，对治理后的露天采坑要及时回填并压实，防止火区复燃并串入井下。
（二）井下外因火灾的预防措施
（1）严格执行《煤矿安全规程》中消除明火的规定及防止地面明火引发井下火灾的规定。
（2）严格执行《煤矿安全规程》中关于放炮的有关规定，消除放炮时产生的火焰。
（3）消除电气火源。
（4）矿井应加强安全管理措施，消除其它火源的发生，如金属强烈碰撞产生的火花等。
（5）井下胶带输送机采用阻燃输送带，胶带机硐室装备自动灭火系统。
（6）建立建全井下消防洒水系统。
（7）井下电气设备硐室按《煤矿安全规程》的要求，设置防火
门、采用不燃性材料支护。井底车场设有消防材料库。防火构筑物如风门、调节风门、防火墙等设置可靠。
（8）各种消防灭火装备齐全可靠。
（三）预防井下火灾采取的工艺
1、移动注浆防灭火措施
（1）灌浆方式选择
根据矿井具体条件，设计推荐采用井下移动灌浆系统对采煤工作面进行预防性灌浆。
（2）灌浆材料来源
土源：本矿井井田内及附近地区土源情况，采用粘土和亚粘土作为灌浆材料。
水源：利用沉淀净化后的井下排水，不足部分由矿井防尘洒水供水系统供给 。
（3）灌浆参数计算及选择
灌浆所需土量
日灌浆所需土量计算：
Qt=KmLHC=0.03×1.82×3.26×120×0.97=20.7m3/d
Qt—日灌浆所需土量，m3/d；
K—灌浆系数，取0.03；
m—煤层采高，1.82m；
L—工作面日推进度，3.26m；
H—工作面长度，120m；
C—采煤回收率；0.97。
日灌浆所需实际开采土量
Qt1=αQt=1.1×20.7=22.8m3/d
α—取土系数，取1.1。
灌浆泥水比的确定
初步确定灌浆泥水比取1：3，现场可根据实际情况进行调整。
每日制泥浆用水量
Qs=Qtδ=20.7×3=62.1m3/d
Qs—制备泥浆用水量，m3/d；
δ—泥水比的倒数。
每日灌浆用水量
Qs1=KsQtδ=1.10×20.7×3=68.3m3/d
Qs1—灌浆用水量，m3/d；
Ks—用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系数，取1.10；
每日灌浆量
Qj=（Qt+Qs）M=（20.7+68.3）×0.88=78.3m3/d
Qj—日灌浆量，m3/d；
M—泥浆制成率，取0.88；
Qt—日灌浆所需土量，m3/d；
Qs—制备泥浆用水量，m3/d 。
每小时灌浆量计算：
Qj1=Qj/（n.t）=78.3/（3×4）=6.5m3/h
Qj1—每小时灌浆量，m3/h；
n—每日灌浆班数；3班；
t—每班纯灌浆时间，4小时/班。
（4）泥浆的制备
取土方式
采用装载机取土，翻斗汽车运输，工业广场设置储土场（储土场四周设置砖围墙，围墙高度不低于1.8m），由一吨矿车运送至井下移动灌浆站 。
灌浆站
井下设移动灌浆站，首采区灌浆站布置在1501工作面附近，包括储土、泥浆搅拌、泥浆输送设备等。
泥浆搅拌
移动灌浆站设箱式搅拌池，容积2m3，人工上料，管路供水，电动搅拌。泥浆搅拌均匀后，经注浆泵加压送入泥浆输送管路到工作面灌浆地点。为避免注浆泵吸入未搅拌均匀的浆料而堵塞管路，在泥浆搅拌箱出口设规格为10mm×10mm的过滤网。
（5）灌浆系统
在放顶前沿回风顺槽的采空区预先铺设好灌浆管，预埋管长度5m，一端通采空区，另一端接胶管，胶管长度20m，放顶后开始灌浆。随工作面推进，按放顶步距用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次浆。
（6）灌浆管道和泥浆泵选择
灌浆管道
A 主要灌浆管道直径计算
临界流速确定：参照有关资料，确定管道临界流速为1.1m/s。
实际工作流速:v=4Qj1/3600Πd2
=4×6.5/3600×3.14×0.0622=0.6m/s
实际工作流速大于临界流速。
v—管内泥浆的实际工作流速，m/s；
Qj1—小时灌浆量；m3/h；
D—管道内直径，m。
B、管道选择
根据计算选用内径62mm，壁厚的4mm的无缝钢管。
泥浆泵选择
选用3NBB250/2.5-15型煤矿用泥浆泵一套及泥浆搅拌设备。
其主要技术参数为：
缸套内径Φ80mm；活塞行程100mm；额定排出压力2.5MPa；额定流量250L/min；配套电动机功率15kw。
2、阻化剂防灭火措施
（1）阻化剂的选用
阻化剂选用阻化效果好、货源充分、运贮方便的工业氯化钙(CaCl2·5HzO)。其它矿井使用实践证明，工业氯化钙对本矿井长焰煤最适宜。工业氯化钙浓度为20%，密度为1.11t/m3。
（2）喷洒系统
选用电动喷洒压注装置，喷射泵型号为WJ-24，配套设备有D50.8mm输送胶管及闸阀、喷枪、压力表、流量计等压注设备，每个回采工作面配1套。
（3）阻化剂防灭火工艺
根据本矿的实际情况，矿井防灭火工艺选用机动性电动喷洒压注系统，在井下设置药液车（容量为2m3）和注液泵，由50.8mm铁管沿运输顺槽和回风运顺槽铺设到工作面，由注液泵加压后向工作面喷洒阻化剂。防灭火工艺见图5-2-1。

1
2 3 4 5 6 7

9 10

8

1－供水管路；2－药液车；3－水泵上药液管；4－往复拉杆泵；5－压力表；
6－50.8mm输药液管；7－38.1mm输液胶管；8－喷洒管；9－喷枪；10－阀门

机动性电动喷洒系统示意图
（4）阻化剂喷洒地点
对回采工作面底板浮煤、采空区以及回采巷道煤壁升温地段以及其它温度升高区域应喷洒阻化剂。
（5）参数计算
A、阻化剂溶液的浓度和密度
a、阻化剂溶液的浓度
P＝×100％
＝×100％
式 中：
p—阻化剂溶液浓度，%；
C—阻化剂溶液量，Kg；
T—阻化剂用量，Kg;
W—用水量 ，Kg。
设计确定本矿阻化剂溶液的浓度为10%。
b、阻化剂溶液的密度
此参数由实测取得。拟取1.05t/m3。
B、原煤的吸药液量和松散煤（浮煤）的密度
a、原煤的吸药液量
此参数由实测取得。拟取47Kg/t。
b、松散煤（浮煤）的密度
此参数由实测取得。拟取1.0 t/m3。
C、工作面一次喷洒量
工作面每天喷洒一次
G＝K1K2LbhA
式 中：
G—按重量计算一次喷洒，；
K1—一次喷洒加量系数，取1.2；
K2—松散煤（浮煤）的密度，1t/m3；
L—工作面长度，120m；
b—一次喷洒宽度，m；
h—底板浮煤厚度，m，取0.02 m；
A—原煤（浮煤）的吸药液量，Kg /t；
则工作面一次喷洒量为：
G＝K1K2LbhA
＝1.2×1.0×120×4.5×0.02×47
＝761.4 Kg
工作面一次喷洒所需阻化剂用量为：
G阻＝G×p
＝761.4×10%
＝76.14Kg
D、巷道煤壁的喷洒量
G0＝KL0A0
式 中：
G0—喷洒范围内巷道所需溶液的喷洒量，Kg；
K—喷洒加量系数，取1.2；
L0—喷洒巷道的长度，取1000m
A0—巷道单位长度的吸液量，Kg/m，取2 Kg/m；（在实际操作时，需实测）
则巷道喷洒量为：
G0＝KL0A0
＝1.2×1000×2
＝2400
巷道喷洒所需阻化剂用量为：
G阻＝G0×p
＝2400×10%
＝240 Kg。
E、巷道钻孔压注量
G1＝KSnA1
式 中：
G1—钻孔压注范围内所需的溶液压注量，Kg；
S—压注范围内的巷道煤壁面积，m2；取6000 m2；
n—钻孔数目，个/ m2；取0.5个/ m2；
A1—钻孔的平均压注量，Kg/个；取25 Kg/个；（在实际操作时，需实测）
K—喷洒加量系数，取1.2；
则巷道钻孔压注量为：
G1＝KSnA1
＝1.2×6000×0.5×25
＝90000 kg
巷道压注所需阻化剂用量为：
G阻＝G1×p
＝90000×10%
＝9000kg。
三、粉尘的综合防治
（一）粉尘及尘源
粉尘指矿井采掘过程中所产生的各种煤、岩矿物微粒，包括煤尘和岩尘，悬浮于空气中的矿尘称浮尘，沉落的矿尘称落尘。煤矿生产过程中的多个环节均能产生粉尘。产生粉尘量较大的地点是采掘工作面，其次是运输系统中的各转载点。同时，煤矿地面生产系统，在装卸、运输等生产过程中也产生粉尘；风速过大，也能使已沉落的粉尘重新飞扬，污染环境。
（二）粉尘的危害
煤矿的粉尘主要是岩尘和煤尘。其危害极大，能污染工作面场所，危害人体健康，甚至引起尘肺病和皮肤病；能加速机械的磨损，缩短精密仪表的使用时间，降低工作场所的可见度，使工伤事故增多；煤尘在一定条件下还可以发生爆炸，酿成严重的灾害，因此做好防尘工作，是保证煤矿安全生产的一个重要方面。
（三）防尘措施
矿井采取综合防尘措施，并建立完善的防尘洒水系统。对于产生煤尘的地点，设计采取了以下防尘措施：
1、通风防尘：通风防尘是稀释和排除工作地点悬浮粉尘，防止过量累积的有效措施。通风防尘要有合理的风量和风速，以排除粉尘。最低排尘风速为0.25～0.5m/s，最优排尘风速为1.5～2.0m/s。设计在各进风巷道和回风巷道风量变化较大的地方设有风速监测探头，连续检测各巷道的风速和风量，使风量在满足各用风地点所需量的同时，风速控制在最优排尘风速。
2、消除落尘：定期测定风流中的粉尘量，定期清扫和冲洗巷道帮顶、支架和设备表面上的煤尘，清除转载点处的浮煤，对巷道采用石灰浆刷白。
3、井下所有煤仓和溜煤眼都应保持一定的存煤，不得放空。
4、井下煤仓、溜煤眼、输送机、装煤机和其它转载地点都设有喷雾洒水装置或安装有捕尘器，生产中应经常进行维护，确保喷雾洒水装置和捕尘器的完好性和正常工作。
5、防尘用的消防洒水供水系统，设计有过滤或沉淀装置，以保证水质清洁。
6、喷雾、洒水、捕尘设备应指定专人管理和维护，不得任意拆除。
7、在采区回风、掘进巷道、主要回风大巷都设有风流净化水幕。
8、井下所有矿车都应保持完好，防止漏煤污染巷道，扬起煤尘。
9、为掘进工人配备了压风呼吸器，为采煤工人配备了防尘口罩。
10、矿井的综合防尘措施及组织与管理制度，由矿长每年组织编制和实施。
11、采掘工作面湿式作业、喷雾洒水，由于本井各煤层自然水分均大于4％，因此设计采煤工作面无需采取煤层注水防尘措施。
12、掘进工作面配备局部扇风机和湿式除尘风机；
13、在采、掘工作面回风巷安设了风流净化水幕；
14、锚喷除尘采用潮料喷浆，同时使用锚喷除尘器或气流搅拌机；
15、采掘工作面的工人应按规程规定配戴防尘帽和防尘口罩。
四、预防井下水灾的措施
结合本矿井的水文地质条件，确定采用“以防为主”的防治水措施。本矿井下涌水量不是很大，生产期间的采掘工作面涌水不会对正常生产造成太大影响，生产时，工作面的水由上、下顺槽的临时水窝用小型潜水泵将积水排入井底水仓。值得注意的是，雨季降雨时会形成季节性地表径流，地表水可通过采空区沉陷裂隙溃入井下，使采空区（或工作面）与地表产生了水力联系，应给予充分的重视。为了安全起见，在雨季要密切注意地表沉陷区的变化，必要时可打挡水坝和排水沟，避免地表水涌入井下；另外，本矿的勘探钻孔未经过封孔检查，使之有可能成为井下的导水通道，所以在生产及建设期间要关注钻孔水的情况。井田边界防水煤柱、断层保护煤柱和采空区隔离煤柱必须保证完整，煤柱宽度应满足采煤沉陷边界未侵入排水沟最大水位范围的要求。
（一）矿井防治水措施
1、设计留设了井田境界煤柱、断层保护煤柱和采空区隔离煤柱做为矿井的防水保护煤柱，井田境界煤柱宽度按20m留设，采空区隔离煤柱和断层保护煤柱按30m留设。
2、配备足够数量的探放水及注浆堵水设备。
3、对矿井采掘工作所影响到的各含水层，必须做出水文地质评价，提前进行预报，以便采取相应的防治水措施。
4、对于影响采掘的采空区水采取探放措施。
5、对主要含水层建立地下水动态观察系统，进行地下水动态观测、水害预报，并制定相应的“探、防、堵、排”综全防治措施。
6、进行群孔抽水试验，掌握各含水层之间、断层与含水层之间的水力联系。
7、对未封闭好的钻孔根据具体情况采取重封、留设防水煤柱、探放钻孔水等措施。
8、对地表沉陷区和地表沉陷区要及时回填并压实。
9、在副井和回风斜井及其它与采空区或老巷连接处设置永久防水密闭，以防采空区积水溃入井下。
（二）井下探放水措施
1、一般要求
本矿井防治水工作的重点首先是防止地表径流和沉陷区的积水与采空区联通溃入井下，同时应注意未发现的小断层突水和不良钻孔突水。探放水工作在防止突水方面起着至关重要的作用，必须坚持“有疑必探、先探后掘”的原则。
遇下列情况之一，必须制定和采取探放水措施：
（1）接近断层、陷落柱时；
（2）接近强含水层时；
（3）接近未封闭或封闭不良的导水钻孔时；
（4）接近各类防水煤柱或打开隔离煤柱放水时；
（5）接近水文地质条件复杂或水文地质条件不清的区域，或有出水征兆时。
2、探放水方法
探放水方法按《矿井水文地质规程》