银川学院采区设计

前 言 ................................................ 3 1采区概况 ............................................... 4 1.1 采区的位置、边界范围及地质条件摡况 ................... 4 1.2 采区的储量、生产能力及服务年限 ....................... 5 1.3 采区巷道布置及生产系统 ............................... 6 1.4 回采工艺 ............................................. 6

2采区通风系统拟定 ....................................... 7 2.1 采区通风系统拟定的基本要求 ........................... 7 2.2 采、区通风系统的确定 ................................. 9

3 采区风量计算与分配 .................................... 11 3.1 工作面的供风及工作面风量计算原则及要求 .............. 11 3.2 回采工作面风量的计算 ................................ 12 3.3 掘进工作面风量的计算 ................................ 16 3.4 硐室风量的计算 ...................................... 18

3.5采区风量分配 ........................................ 18 3.6采区通风阻力计算..................................... 20

4安全综述 .............................................. 22 4.1瓦斯抽采设计 ........................................ 22 4.2黄泥灌浆防灭火系统设计 ............................... 23 4.3综合防尘专题设计..................................... 24 4.4煤层注水设计 ........................................ 25 4.5矿井防排水设计 ...................................... 26

致谢 .................................................... 27 参考文献 ................................................ 28

前 言

采区是矿井生产过程中一个不可或缺的组成部分，在采区生产过程中要有源源不断的新鲜空气送到采区各个作业地点以供给作业员呼吸、稀释和排除井下各种有毒有害气体和矿尘、创造良好的矿内环境、保障采区内作业人员的身体健康和劳动安全。向采区内供应新鲜的空气和良好的供风系统是分不开的，所以在矿井建设的过程中一定要设计优良的通风系统，这样不仅可以满足井下供风的要求，还能很好的节约矿井通风的费用。安全在我们进行矿山生产活动中显得尤为重要，因此，本设计严格坚持了“安全第一”的安全方针和以人为本的理念，同时还兼顾了经济和效益最优的原则。

本设计是针对新建矿井的某一采区，提出了行之有效的通风系统，风别计算了计算出了采区内风量、风压和阻力，并按相关规定进行了合理的分配，在此基础选用了矿井主要通风机和电机，设计的通风系统满足了采区的要求。

由于本人实践经验不足、知识水平有限，该设计难免有不足之处，恳求大家提出宝贵的意见。

1采区概况

1.1 采区的位置、边界范围及地质条件摡况

1.1.1采区的位置及边界范围

本采区位于矿井第一水平，采区上部边界为-150m总回风水平，下部边界为-450m运输水平，本采区东以F断层与三采区相邻，西为已采一采区。采区走向平均长度2100m，倾斜平均长度为840m，平均倾角为20度左右。

采区共有两层煤，煤质中硬，无夹石，层间距为20m，煤的容重为1.35吨每立方米。煤层无自燃倾向，顶底板为砂岩和砂质页岩，顶底板中等稳定。煤层瓦斯含量小，采区所属矿井属于低瓦斯矿井。

运输大巷、总回风大巷位于最下煤层底板岩石中，且距离2#号煤层距离均为30m。采区生产能力为90万t/a.运输大巷采用1.5吨固定式矿车，10吨架线电机车牵引。 1.1.2 采区地质条件及煤层情况

该采区煤层位于上石炭系太原群下部，属近海型煤系。此煤层通过巷道揭露在本区赋存较稳定，结构简单，该采区有两层煤其中1#煤厚最大2.5m，最小2.0m，平均2.2m。2#煤厚最大为2.6m，最小2.1m，平均2.4m。层间距最大24m，最小18m，一般为20m。稳定性较好。

本采区地质构造简单，为单斜构造，无断层和褶曲。整个区域类

似矩形，南北狭窄，东西延展。封孔质量良好。 煤层顶底板特性

（1）顶板

1#煤层顶板为砂岩，2#煤层顶板为砂质页岩。

（2）底板

1#煤层底板为砂质页岩，2#煤层底板为砂岩。 1.1.3 开采条件及安全措施

本采区位于矿井第一水平，采区上部边界为-150m总回风水平，下部边界为-450m运输水平，

由于本采区构造简单，单斜构造，煤的密度为1.35t/m，为稳定厚煤层，煤质中硬，无断层和褶曲，东部局部有火成岩侵入，无大的含水层和地下水。矿井为低瓦斯矿井，虽为瓦斯矿井，但是瓦斯涌出量较小，地质构造条件比较简单，因此开采条件较好。

31.2 采区的储量、生产能力及服务年限

1.2.1 采区储量

经计算采区的工业储量为：Zg=1095万t；设计可采储量 ZK1=( Zg1-p1)× C1=(523.90-17.35)×0.80=405.24万t ZK2=( Zg2-p2)× C2=(571.53-29.55)×0.80=433.584万t ZK=ZK1+ZK2=405.24万t+433.584万t=838.824万t 1.2.2 生产工作制度

工作制度采用“三八”制，即每日三班，每班八小时作业，每天两个班采煤，一个班检修，检修班检修过程中割一刀煤。

1.2.3 采区生产能力的确定

根据地质条件好、煤层厚度为2.2m、选择综合机械化采煤，故将采区的生产能力确定为90万t/a. 1.2.4 采区服务年限的确定

采区服务年限为8年。

1.3 采区巷道布置及生产系统

设计采区斜长840m,结合周边采区的实际情况与综合机械化采煤要求，将采区划为4个工作面，工作面平均斜长为195m,采用单巷布置巷宽5m，沿空掘巷。采用单翼后退式开采，连续推进长度为1950/m,平巷坡度为0.5%。采场通风方式为U型通风。

为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件及采矿工程设计规划，一般该采区服务的运输大巷和回风大巷均应布置在最下煤层底板下方30m的稳定岩层中回采巷道布置方式.：单巷沿空掘巷掘进方式。

分析：已知采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，同时，各煤层瓦斯涌出量较低，涌水量也较小。因此有利于综合机械化作业，可以充分发挥棕采高产高效的优势。同时，为减小煤柱损失，提高采出率。综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷掘进方式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，即好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。

1.4 回采工艺

采用走向长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，端部斜切进刀法，

双向割煤往返一次割两刀，截深0.8m。

工作面端头支护方式为端头液压支架支护，并采用超前支护方式为基本支架加走向迈步台棚支护，超前20m左右控顶距，根据采煤机的最大移动步距，工作面最大控顶距为1855mm，最小控顶距为1255 mm。

2采区通风系统拟定

2.1 采区通风系统拟定的基本要求

采区通风系统主要取决于采煤系统，但又能在一定程度上影响着采区的巷道布置系统。完备的采区通风系统应能有效地控制采区内的风流方向，风量和风流质量；漏风少；风流的稳定性高，不易遭受破坏；有利于合理排放瓦斯，防止煤炭自燃，形成较好的气候条件和有利于控制、处理事故，并能使通风系统符合安全可靠、经济合理和技术可行的原则。其基本要求如下：

1）每一生产水平和采区都必须实行分区通风（通风），即把井下各个水平、各个采区以及各个采、掘进工作面和其他用风地点的回风各自直接排入采区的回风巷或总回风巷的通风布置方式。

2）准备采区，必须在采区内构成通风系统后，方可开掘其它巷道。采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后，方可回采。采区进、回风道必须贯穿整个采区，严禁一段为进风巷，一段为回风

巷。

3）高瓦斯矿井、有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少1条专用回风巷；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置1条专用回风巷。所谓专用回风巷指在采区巷道中，专门用于回风，不得用于运料、安设电气设备的巷道，在煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出区，专用回风巷还不得行人。

4）采、掘工作面应实行通风。同一采区内，同一煤层上下相连的两个回采工作面、工作面总长度不超过400m，回采工作面和与之相连接的掘进工作面，掘进工作面和与之相邻的掘进工作面，布置通风有困难时，都可采用串联通风，但串联通风的次数不得超过一次。在地质构造极为复杂或残采地区，回采工作面确需串联通风时，应采取安全措施，经上级主管部门批准，可以串联通风，但串联通风次数不得超过两次，三个回采工作面的总长度不得超过100 m。所有的串联通风，在进入串联工作面的风流中，必须装有瓦斯自动检测报警装置。在此种风流中，瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过0.5%，其它有害气体的浓度都应符合《煤矿安全规程》第100条的规定。

开采有瓦斯喷出或有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的煤层时，严禁任何2个工作面之间串联通风。

5）有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的采煤工作面不得采用下行通风。

6）掘进工作面和采煤工作面的进风和回风，都不得经过采空区

或冒顶区。无煤柱开采沿空掘巷和沿空留巷时，应采取防止从巷道的两帮和顶部向采空区漏风的措施。回采工作面采用经过采空区和冒露区回风时，必须使水采工作面有足够的新鲜风流，保证水采工作面及其回风道的风流中的瓦斯和二氧化碳浓度，都符合《煤矿安全规程》关于瓦斯浓度的规定。

7）采空区必须及时封闭。从巷道通至采空区的风眼，必须随着采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道。采区开采结束后45天内，必须在所有与已采区相连接的巷道中设置防火墙，全部封闭采区。

8）倾斜运输巷道，不应设置风门。如果必须设置风门时，应安设自动风门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员，以及矿车碰撞风门的安全措施。开采突出煤层时，工作面回风侧不应设置风窗。

9）改变一个采区的通风系统时，应报矿总工程师批准。掘进巷道与其他巷道贯通时，在贯通相距15m时，地质测量部门必须向矿总工程师报告，并通知通风部门，通风部门事先必须做好调整风流的准备工作；贯通时，通风部门必须派干部在现场统一指挥；贯通后，必须立即调整通风系统，防止瓦斯积聚，并须待系统调整后的风流稳定，才可恢复工作。

2.2 采、区通风系统的确定

2.2.1 采区通风方式

由已知条件可知，该开采矿井为低瓦斯矿井，煤不倾向自燃，故采区采用两条上山。采用轨道上山进风，运输上山回风的通风方式。轨道上山下部车场可不设风门、车辆通过方便，且上山绞车房便于得

到新鲜风流。采用轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响。若采用运输上山进风，煤炭在运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。

2.2.2 回采工作面通风方式

长壁工作面的通风方式的选择与回采顺序、通风能力及巷道布置有关。通风方式是否合理，成为影响工作面正常生产的重要因素。对工作面通风应满足下列要求：

1、工作面要有足够的风量并符合《煤矿安全规程》的要求，特别要防止工作面上隅角瓦斯积聚。

2、风量尽量用单向顺流，少折返逆流，系统简单，风路段。 3、根据通风要求，进回风巷有足够的断面和数目。 工作面通风方式及优缺点的比较： 通风方式 适应条件及优缺点 一进一回，在我国使用比较普遍，其优点是结构简单，U巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理，型后退但上隅角瓦斯容易超限，工作面进、回风巷要提前掘通式 风方进。此种通风方是对了解煤层赋存状况，掌握甲烷、火的发生、发展规律，较为有利。由于巷道均维护在煤体中，因而巷道的漏风率减少，适用于低瓦斯矿井 式 前进一进一回，可缓和采，掘进关系，采空区瓦斯不涌向式 工作面，而涌向回风顺曹。其缺点是：采空区漏风不易管理，且需沿空护巷。这种通风系统适用于推进距离，低瓦斯，自燃倾向性弱的煤层 两进一回，在回采工作面的上、下端各设一条进风巷Y型通风方式 道，另外在采空区一侧设回风道。优点为：可以很好的解决工作面上隅角瓦斯超限问题，改善了工作环境，提高回收率。 两进一回，下两天为进风巷，上面为回风巷。优点：E型通风方式 使下回风平巷和下部工作面回风速度降低，抑制煤尘飞扬，降低采空区温度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。 两进一回，或一进两回。优点：相邻工作面公用一个W型通风进或回风巷，减少了巷道的开掘和维护，漏风少，利方式 于防火，在近水平煤层的综采工作面中应用较广。 一进一回，前期掘进巷道工程量小，风流比较稳定，Z型通风采空区漏风介于U型后退和U型前进式之间，但需要方式 沿空护巷和控制经过采空区的漏风，其难度较大 综合以上工作面通风方式及优缺点的比较，回采工作面选择U型通风方式，工作面的风流方向为上行通风较为适合。

3 采区风量计算与分配

3.1 工作面的供风及工作面风量计算原则及要求

按照采区实际需要，供给适当的风量，是搞好采区通风的核心问题。既要保证质量、安全可靠又要经济合理，但因计算风量的因素较多，各个采区的情况又不尽一致，迄今仍分别用各种因素进行近似计算，然后选用其中最大值。对于新设计的采区，要参照条件相同的生产采区进行计算。投产后进行修正，对于生产的采区，也要根据情况的不断变化随时进行调整，务必使供给的风量符合我国《煤矿安全规程》中有关条文的规定。

1)采区需风量由采、掘工作面、硐室和其它用风地点的实际最大需风量的总和，再考虑一定的备用风量系数后，计算出采区总风量。

2)按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。

3)按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其它有害气体浓度、风速以及温度等都符合《煤矿安全规程》的有关规定分别计算，取其最大值。

4)按风速验算 按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量。 按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量 。 采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。备用工作面亦按上述要求，并满足瓦斯（二氧化碳）、风流温度和风速等规定计算需风量，且不得低于其回采时需风量的50%。

3.2 回采工作面风量的计算

回采工作面需风量应按照稀释和排放瓦斯、二氧化碳、炮烟及其它有害气体、粉尘，并使工作面有适宜的气温和风速，分别进行计算，

然后取其中的最大值。回采工作面有串联通风时，应使每一个串联工作面空气中的有害气体、粉尘、气温和风速均符合《煤矿安全规程》要求。

高瓦斯工作面通常以按瓦斯算得的风量为最大。低瓦斯工作面供风主要考虑气候条件。高温工作面如果用通风方法不能使气温符合《煤矿安全规程》规定，则需采用制冷和空调设施。 1.按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算工作面风量

Qfi=100qgfikgfi，m/min

3

式中，kgfi－工作面瓦斯（或二氧化碳）涌出量不均匀系数。它是最

大涌出量与平均涌出量之比，由实测统计得到。对于机采工作面，kgfi为1.2~1.6。

qgfi－工作面瓦斯或二氧化碳的绝对涌出量，m3/min；根据实

测统计的平均值或按经验数据取值；

Qfi=100qgfikgfi=1000.00351.2=0.42m/min

3

2.按人数计算

以N表示回采面同时工作的最多人数，则回采面风量为：

Qpi4N ，m/min

3

式中 4—每人每分钟应供给的最小风量，m3/min。 N=42人

Qpi4N=442=168m/min

3

3.按工作面气温计算

Qpi60S，m3/min 式中 S——按平均控顶距算得工作面平均断面积，m2。

为使工作面有良好的气候，对应于不同的风温时，参照的风速如下表所示。

工作面气温与风速对照表

工作面气温，℃ <15 15~18 18~20 20~23 23~26 采区工作面采用掩护式液压支架 S＝3（M－0.3）； 其中M为煤层开采厚度，m 工作面温度为20~23℃，故V=1.0m/s

Qpi60S=601.03×（2.2-0.3）=342m3/min 4.低瓦斯矿井综采工作面所需风量

设计院情报协作组建议的参数计算式如下：

Qpi200K1K2K3K4 ， m/min

3

工作面风速v，m/s 0.3~0.5 0.5~0.8 0.8~1.0 1.0~1.5 1.5~1.8 式中 K1－采高系数，当采高h＜2 m时，K1＝2h1；当h2m时，

K1＝h0.3；

K2－温度系数，以L表示工作面长度，则K2＝L10；

K3－温度系数，见表7-2-2。

表7-2-2工作面温度系数

工作面温度，℃ 温度系数，K3 K4－支架后方控顶系数。顶板易于冒落时，K4＝1；需要强制放顶时，K4＝1.1；

200－综采工作面基本风量。相当于采高h＝1.0m，工作面风速

为1.5 m/s，控顶距为4 m，有效通风断面系数为0.55时的风量，m3/min。

当h2m时，K1＝h0.3=√2.2+0.3=1.78

K2＝L10=195/10=K3=1.396 K4=1

≤15 16~17 18~22 23~24 25~26 0.7 0.8 1.0 1.2 1.4 Qpi200K1K2K3K4=2001.781.39611=496.976m/min

3

按上述4种方法计算后，选取其中最大值进行验算 5.按工作面风速计算

按最低风速0.25 m/s计算，回采工作面最低风量为 Qfi≥60×0.25S，m3/min 按最高风速4 m/s计算，回采工作面最大风量为 Qfi≤60×4S，m3/min

Qfi≥60×0.25S =60×0.25×7.8=117(m3/min)

Qfi≤60×4S =60×4×7.8=1872(m3/min) 6.备用采面需要风量计算

备用采面的需风量通常取为产量相同的生产采面的需风量之半。当采区风量不富裕时，也可以按工作面不积聚瓦斯为原则配风，但工作面风速不应小于15 m/min。

采煤工作面风量计算和验算后，最终确定的采煤工作面风量为Q=496.976(m3/min)。

3.3 掘进工作面风量的计算

每个通风的掘进工作面实际所需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、人数和风速等规定要求分别进行计算，并必须取其中最大值。 1.按瓦斯或二氧化碳涌出量计算

Qei100qpeiKei

式中Qei—第i个掘进面所需要的风量，m3/min；

100—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数；

qpei－该掘进面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m/min；（日掘进米

3

数计算瓦斯的相对量；抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算；

Kei－该掘进面瓦斯涌出不均匀系数，由实测统计得出，一般可取1.5~2.0。

q相对=5m3/t，日进米5.6米，断面面积7.8m2，煤容重1.35t/m3。

故，由工作面日产煤2756.75t可得,qpei=2756.75/(2460)5=0.383m3/min Qei100qpeiKei=1000.3835=191.5m3/min 2.按局部风机的吸风量计算 QdiQdfiKdft

式中：Qdi——第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。m3/min

Kdft——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取

1.2~1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3. QdiQdfiKdft=300×1.3=390m3/min 3.按人数计算

Qei4Nei，m/min

3

式中 Nei－第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。 N=21人

Qei4Nei=4×21=84m3/min 4.掘进工作面风量验算

（1）按风速进行验算

每个岩巷掘进面的风量不得小于

Qei0.1560Sei，m/min

3

式中 Sei－第i个掘进工作面的断面，m2；

每个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的风量不得小于

Qei0.2560Sei，m/min

3

每个岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进面的风量不得大于

Qei460Sei

Qei0.2×60×7.8=117m3/min 56S0e=0.25i3 Qei460=4Sei×60×7.8=1872 m/min

用以上四种方法对采区内每个通风的掘进工作面进行计算，选择四种方法之中的最大值作为掘进工作面所需风量，即采区内掘进工作面所需的总风量为Q=390m3/min。

3.4 硐室风量的计算

采区只有变电所和绞车房两个硐室。

采区绞车房的Qwo＝60~80 m3/min；采区变电所Qvc＝60~80 m3/min；都取80m3/min.

3.5采区风量分配

采区所需总风量的计算

采区所需总风量(Qm)是采区内各用风地点所需风量之和，并乘以适当系数。即:

QmQpiQeiQBiQOiKm

式中

QQQpi——各回采工作面和备用工作面所需要的风量之和，

m3/min；

3

——各掘进工作面所需要的风量之和，m/min； eiBi——各硐室所需风量之和，m3/min；

3

QOi——除上述各用风点外，其他巷道风量之和，m/min；

Km——采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均匀等因

素，该值应从实测和统计中求得，一般可取为1.2~1.25。

QmQpiQeiQBiQOiKm（496.976×1.5+390+80×

2+80）×1.2=1650.6m3/min

新建矿井的风量分配是在算得的矿井总风量Q中，减去回风的掘进风量Qb和硐室风量Qc，再按以下原则对剩余的风量Qre进行大致的分配；各个回采工作面的风量，按照与产量成正比的原则进行分配；各个备用工作面的风量，按照它在生产时所需风量的一半进行分配。即：

QreQQbQc，m3/min 式中：Qb——所有回风的各个掘进工作面风量之和，m3/min；

Qc——所有回风的各个硐室风量之和，m3/min。 QreQQbQc=1650.6-（390+80+80）=1100.6m3/min 剩余风量Qre的分配方法是：先用下式计算回采工作面日产一吨煤所需配给的风量q，即：

qQre/(TaTa/2)， m3mintd 式中：Ta——各个回采工作面的日产量之和，即：Tata，t/d；

ta——各个回采工作面的日产量，t/d；

Ta——各个备用工作面的计划日产量之和，即：Tata，t/d； ta——各个备用工作面计划日产量，t/d。

qQre/(TaTa/2)=1100.6/(2756.75×1.35)=0.296m3mintd

分配给各个回采工作面的风量为：

Qaqta=0.296×2756.75=815.998m3/min

分配给各个备用工作面的风量为：

Qaqta2=698.35m3/min ①分配各条风路上的风量；

②各条风路上的风量最后确定后，必须进行各条风路的风速校核，使各条风路的风速符合《规程》的规定。各条风路的风量经过验算后，如能符合风速的要求，则各条风路的风量可以确定。 ③如低于规定的风速，则该条风路的风量要相应增加。 ④如超过规定的风速，则需要扩大该风路的断面或调整该风路的风量，使之风速降到规定值以下。 ⑤最后，确定矿井总风量。

3.6采区通风阻力计算

采区通风总阻力由摩擦阻力和局部阻力两部分构成，即总阻力等于摩擦阻力与局部阻力之和。

3.6.1 摩擦阻力

计算摩擦阻力时，应首先选定（采、带）区达产时的最大阻力线路，分别计算各段巷道的摩擦阻力，然后累加起来即为该线路的总摩擦阻力。最大阻力线路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较。摩擦阻力计算公式如下所示： h摩LUS3Q2„„„„„„„„„„„„„„（3-30）

式中 L、U、S、α——分别是各井巷的长度（m），周边长（m），净断面积（m2），摩擦阻力系数（Ns2/m4）；Q——分配给各井巷的风量，（m3/s）

3.6.2 局部阻力

采区井巷的局部阻力，新建采区宜按井巷摩擦阻力的10%计算；扩建采区宜按井巷摩擦阻力的15%计算，局部阻力等于各段井巷的摩擦阻力累加后乘以（0.1~0.15）：

（0.1~0.15）∑h摩„„„„„„„„„„（3-31） h局=

式中摩擦阻力系数取15%。

3.6.3 总阻力

最后由下式计算出（采、带）区通风总阻力，并把阻力计算结果填入表3-5中：

h总=h摩+h局.....................................................（3-32）

采区通风阻力计算表

节点序号 巷道名称 支护形式 α (Ns/m) ①~② 运输 石门 ②~③ 进风斜巷 ③~④ 轨道上山 ④~⑤ 工作面 ④~⑥ 掘进斜巷+平巷1 ⑥~⑧ 上部车场+绞车房 摩擦阻力 195.16 金属支护 0.0076 230 7 6 216 0.1872 9.31 86.676 4.91 1.7 金属支架 金属支架 金属支架 液压支架 金属支架 0.0076 160 7 6 216 0.388 9.31 86.676 3.42 1.7 0.033 195 7.8 7.8 474.55 0.13 9.31 86.676 9.17 1.7 0.0076 840 7 6 216 0.0296 27.562 759.6 157.17 1.7 0.0076 110 7 6 216 0.2745 18.265 333.61 9.04 1.7 0.007 120 7.8 42S L （m） U (m(m) 2S (m) 63R (Ns/m) 28Q (m/s) 3Q (m/s) 622h摩 （Pav (m/s) ) 474.55 ） 27.562 759.6 11.45 1.7 7.8 0.068 局部阻力 总阻力 29.27 224.43

4安全综述

结合本矿井的地质条件、开采技术、采煤方法等防灾措施设五个综述设计题目：

4.1瓦斯抽采设计

4.1.1煤层瓦斯抽采的可行性

根据抽采时间与采掘的关系，本煤层瓦斯抽采可分为预抽煤层瓦斯和边采(掘)边抽煤层瓦斯;根据瓦斯收集方式的不同又可分为巷道抽采煤层瓦斯和钻孔抽采煤层瓦斯。 4.1.2煤层瓦斯抽采方法的选择

①容易抽采的煤层，宜采用本煤层预抽方法，采用顺层或穿层布孔方式。

②可以抽采的煤层，可采用顺层、穿层钻孔预抽或随采随抽方式，分

层开采的厚煤层，可采用先采分层的卸压作用抽采未采分层的瓦斯。 ③单一低透气性高瓦斯煤层，可选用加密钻孔、交叉钻孔、松动爆破、深孔控制预裂爆破等方法强化抽采；煤与瓦斯突出危险较大煤层，应选择穿层网格预抽方式。

④煤巷掘进瓦斯涌出量较大的煤层，可采用边掘边抽或先抽后掘的抽采方法。

4.2黄泥灌浆防灭火系统设计

我国煤矿现在使用的预防性灌浆方法有：随采随灌和采后灌浆两种。

4.2.1随采随灌

随采煤工作面推进的同时向采空区灌注泥浆。在灌浆工作中，灌浆与回采保持有适当距离，以免灌浆影响回采工作。随采随灌使用与自然发火期短的煤层。

（1）打钻灌浆，在采前预灌、随采随灌、采后灌浆及消灭火区等方面均可应用。

在每层底板运输巷或回风巷巷道内，每隔10～15m，向采空区打钻灌浆，钻孔直径一般为75mm。灌浆钻孔必须打到采空区的空顶内，且钻孔应深入采空区内5～6m，并在打钻后立即下套管以利灌浆。

（2）埋管灌浆适用于回采工作面随采随灌。

在放定前沿回风道在采空区预先铺好灌浆管（一般预埋5～8m无缝钢管），预埋管一端通采空区，一端接胶管，胶管长一般为20～30m，放定后立即开始灌浆。随工作面的推进，按放定步距用回柱绞

车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次浆。

（3）洒浆用作埋管灌浆的一种补充措施。

从灌浆管道接出一段胶管，沿倾斜向分段（一般10～20m为一段）向采空区均匀洒浆。 4.2.2采后灌浆

（1）在采区或采区的一翼全部采完后，将整个采空区封闭灌浆。采后灌浆仅适用于发火期较长的煤层。

（2）由采空区两侧的石门向采空区打钻灌浆，或由邻近巷道向采空区上、中、下三段分别打钻灌浆，亦可在每一中间顺槽砌筑密闭插管灌浆（该方法多用于急倾斜水平分层工作面），在采空区周围形成一个泥浆防护带。钻孔间距一般为15～20m。

4.3综合防尘专题设计

（1）矿井必须建立完善的防尘供水系统，井下所有巷道都必须安设防尘供水管路，主干管路必须刷天蓝漆。皮带机巷管路每隔50m 设一个三通阀门，其它管路每隔100m 设一个三通阀门。（2）矿井主要辅运大巷、主运大巷、总回风巷、采区进风巷和采区回风巷，每条巷道内至少安装一道净化水幕，水幕应封闭巷道全断面。（3）井下所有运输转载点、装载点和卸载点，都必须安装完善的喷雾装置，并实现自动化。（4）井下所有巷道必须定期冲刷积尘。主要辅运大巷、总回风大巷和主运大巷每月冲刷一次。矿井主要进风大巷，每年必须刷白一次。 （5）采煤工作面防尘措施：①回采前，必须进行煤层注水，煤层注水后的水份增加率应到20%，不少于1%；②采煤机

必须安装内、外喷雾装置，内喷雾压力不得小于2Mpa，外喷雾压力不得小于1.5Mpa，压力达不到要求时，必须安装专用喷雾泵；③进风巷和回风巷各安装两道净化水幕，第一道距安全出口不大于50 m，运输巷破碎机必须安装专用喷雾装置；④综采工作面液压支架必须安装架间喷雾，移架时同步喷雾；⑤按规定定期冲刷煤尘，采煤工作面和回风巷生产班要班班冲刷，进风巷每天冲刷一次；⑥机组司机、支架工和回风侧工作人员均要佩戴防尘口罩。

4.4煤层注水设计

4.1.1煤层注水方式

煤层注水方式是指钻孔的位置、长度和方向。我国目前使用的注水方式有长孔注水、短孔注水（浅孔注水），深孔注水和巷道钻孔注水四种方式。 （1）长孔注水

在采煤工作面前方的进风巷，或回风巷沿煤层倾斜方向平行于煤层工作面打钻。长孔注水分为单向和双向长孔注水两种形式。 （2）短孔注水(浅孔注水)

沿采煤工作面与煤壁垂直或或斜交打钻孔孔注水,孔长一般为2m～3.5m。 （3）深孔注水

沿采煤工作面、垂直工作面煤壁打孔,孔长一般为5～25m。 （4）巷道钻孔注水

由上邻近煤层的巷道向下煤层打钻注水或由底板巷道向煤层注水,在

一个钻场可打多几个垂直于煤层或扇形布置方式的钻孔,通过钻孔进行注水

4.5矿井防排水设计

矿井排水方式矿井的排水方式有两种: 卧式水泵吸入式的排水方式和潜水泵排水的排水方式。 其中按卧式水泵的吸水方式， 泵房的布置有吸入式和压入式种装置。目前， 一般采用卧式水泵吸入式的排水方式

致谢

通过此次课程设计，使我对矿井通风与安全整体有了更深刻的理解，特别是设计中的矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要一环。

在知道了老师布置的任务之后，我首先遇到的问题就是不能灵活运用CAD技术，因为在这方面不擅长，设计中，多次用到CAD技术，经过多次练习和学习，才做到运用自如。在此次设计中最有体会的就是，涉及到采矿方面的知识掌握不够全面，还有对巷道布置及通风技术理解不够深刻，尤其在通风设计说明时对必要的设计步骤不是很了解，但后来在老师的帮助和指导下，说明书的大致框架才逐渐清晰，再加上自己在采矿工程和通风设计等一些书中学到的知识，才完成了此次课程设计，同时也明白了矿井设计必须密切配合其它生产环节，周密考虑，才能达到预期效果。

这次课程设计中存在的不足就是矿井总风量和矿井总阻力的计算，因为缺乏必要的数据，有些物理量取的是经验值，导致计算结果可能有些误差；还有在矿井总阻力的计算中，忽略了掘进巷道的阻力，导致矿井总阻力可能小于实际值。以上这些在以后的设计中都应该引起我的重视。同时也感谢老师的精心指导和宝贵的建议。

参考文献

[1]矿井设计指南[M].徐州：中国矿业大学出版社，2007

[2]中国矿业大学等编.矿井设计指南[M].徐州：中国矿业大学出版社，2009

[3]中国矿业大学等编.矿井通风与安全[M].徐州：中国矿业大学出版社，2008 [4]煤矿安全规程

[5]446号令《关于预防煤矿生产安全重大事故的特别规定》

[6]煤矿安全监察条例 [7]矿井灾害预防理论与技术 [8]采矿工程设计手册