毕业设计-芦岭矿240万吨-年新井通风安全设计-芦岭煤矿煤层注水技术研究

精品文档欢迎下载摘要本设计包括三个局部：一般局部、专题局部和翻译局部。一般局部为芦岭矿240万吨/年新井通风平安设计。芦岭矿位于安徽省宿州市，交通便利。井田走向〔南北〕长约8.2km，倾向〔东西〕长约3.6km，井田总面积为19.0894km2。主采煤层为8号煤，平均倾角为160，煤层平均总厚为9.25m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为272.34Mt，矿井可采储量188.29Mt，矿井效劳年限为63a。矿井正常涌水量为75m3/h，最大涌水量为120m3/h。井田为立井单水平开拓。大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用无轨胶轮车设备。矿井通风方式为分区对角式通风。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八〞制。一般局部共包括五章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田开拓；3.采煤方法及采巷道布置；4.矿井通风；5.矿井平安。专题局部题目：芦岭煤矿煤层注水技术研究翻译局部主要内容为：矿井瓦斯抽采和利用的最正确实践导那么———第三章矿井瓦斯赋存、涌出和预测；英文题目为：BestPracticeGuidanceforEffectiveMethaneDrainageandUseinCoalMines——Chapter3.Occurrence,Release,andPredictionofGasEmissionsinCoalMines

ABSTRACTThisdesignincludesofthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslatedpart.ThegeneralpartisanewdesignoftheLulingmine.LulingminelinesinWestofhuibeiinAnhuiprovince.Thetrafficofroadandrailwayisveryconveniencetothemine.Therunoftheminefieldis8.2km,thewidthisabout3.6km，wellfarmlandtotalareais19.09km2.Theeightisthemaincoalseam,Thethicknessofthemineisabout9.25minall.Theprovedreservesoftheminefieldare272.34milliontons.Therecoverablereservesare188.29milliontons.Thedesignedproductivecapacityis2.4milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis63years.Thenormalflowofthemineis75m3percenthourandthemaxflowofthemineis120m3percenthour.Thewellfarmlandisasinglelevelinaninclinedwelltoexpand.Theworkingsystem“three-eight〞isusedintheSehemine.Itproduced2.4Md/a.Thisdesignincludesfivechapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.developmentengineeringofcoalfield;3.Thelayoutofpanels2.Boundaryandthereservesofmine;4.Theventilationofthemine;5.thesafetyoperationofthemine.SpecialsubjectpartsoftopicsistheCoalseaminfusionoftheLuLingcoalTranslationpartofmaincontentses,Englishtopicis:BestPracticeGuidanceforEffectiveMethaneDrainageandUseinCoalMines

TOC\o"1-3"\h\u265251矿区概述及井田地质特征 〕风筒的漏风柔性风筒的漏风风量备用系数值可用下式计算： 〔4-20〕式中：—柔性风筒的漏风风量备用系数；Qf—局部通风机的供风量，m3/min；Q0—风筒末端的风量，m3/min；p—风筒100m长度的漏风率，%，百米漏风率可从表4-7中查取；L—风筒总长度，m。表4-7柔性风筒百米漏风率风筒接头类型风筒100m漏风率p〔%〕胶接0.1～0.4多反边0.4～0.6多层反边3.05插接12.8带入数据，那么柔性风筒的漏风风量备用系数为：

2〕局部通风机选型〔1〕局部通风机工作风量 〔4-21〕式中：—风筒的漏风风量备用系数，根据上面的计算取1.1；Qh—掘进工作面所需风量，m3/min。那么局部通风机工作风量=1.1×350=385m3/min。〔2〕局部通风机工作风压压入式局部通风机工作全风压〔Pa〕为 〔4-22〕式中：Ht—局部通风机工作全风压，Pa；R—风筒总风阻，N·s2/m8；Qa—局部通风机工作风量，m3/s；Qh—掘进工作面所需风量，m3/s；ρ—空气密度，kg/m3；D—风筒直径，m。带入数据得：图4-9局部通风设备布置平面图〔3〕局部通风机的选择矿用局部通风机分为轴流式和离心式两种，轴流式局部通风机具有体积小，便于安装和串联运转，效率高等优点。由于局部通风机工作风压过大不易选得局部通风机设备，故考虑使用两台局部通风机集中串联工作。本设计根据局部通风机工作风量和工作全风压选取BKJ66-11No4.5型轴流式风机，其工作参数见表4-8，电动机参数见表4-9局部通风设备布置平面图见图4-9。表4-8局部通风机参数风机类型额定功率〔kW〕风量〔m3/min〕全风压〔Pa〕动轮直径〔m〕转速〔r/min〕BKJ66-11No5.015240～4201200～23000.502950〔4〕掘进通风技术管理和平安措施局部通风机管理a.局部通风机的安装局部通风机安装应有申请，并符合以下要求：安放在金属架或平台上，距地面不小于0.3m、距巷壁不小于0.5m，吸风口附近2m范围内不得有杂物；安设在贯穿风流中，距回风口大于10m；局部通风机所在巷道的风量应大于局部通风机的吸风量，保证不吸循环风。b.保证局部通风机连续、平安的运转局部通风机零部件要齐全，安装正确，性能良好，防爆性能合格；低瓦斯矿井的回采与掘进分开供电，局部通风机实行风电闭锁；对于高瓦斯〔涌出量大于1m3/min〕或瓦斯涌出量变化大的掘进头，要求实现“三专两闭锁〞〔“三专〞即专用变压器、专用电缆、专用开关；“两闭锁〞即风电闭锁和瓦斯电闭锁〕。有条件时采用双电源、双局部通风机和双路风筒供风，局部通风机安装遥讯装置，将局部通风机的开停状态信号传输至地面调度室，以保证地面能随时了解井下局部通风机的运行状况；局部通风机应挂牌并有专人管理，专人监督检查。管理牌上的内容有地点、局部通风机型号和功率、施工单位和管理人员；串联通风时，串联通风掘进工作面的局部通风机的上风侧应安设瓦斯探头和自动报警的断电仪；局部通风机的撤移和停风应严格申请制度，有关人员持证上岗不得随意停开；局部通风机运转前应检查其进风流瓦斯，瓦斯浓度小于0.5%时方可启动。因故停风后，必须在巷道中瓦斯浓度小于1%时方可启动；c.局部通风机应定期检查维修因井下空气潮湿，且空气中含有粉尘，在局部通风机运转的过程中，粉尘会逐渐粘积在流道和叶片上，假设不定期清洗和检修会使其性能恶化。d.局部通风机消音噪声超过工业卫生标准〔85dB〔A〕〕的局部通风机应安装消声器。e.保证工作面有足够的新鲜风流局部通风机通风时，无论是工作和交接班都不准停风或减少风量。提高有效风量。应减少导风设施的漏风，减低导风设施的风阻，要采用接头严密漏风小的反边接头法，及时修补风筒和堵补风筒针眼，选用大直径风筒，提高通风设备的安装质量。3〕加强瓦斯检查和监测安设瓦斯自动检测报警断电装置，坚持“一炮三检〞制度。4.4矿井所需风量4.4.1矿井风量计算矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风的总和。本设计采用按实际需要由里往外细致配风的算法。生产矿井总进风量按以下要求分别计算，并取其中的最大值。1〕按井下同时工作的最多人数计算： 〔4-23〕式中：—井下同时工作的最多人数，人；—矿井通风系数，一般可取1.2～1.25，本设计取1.25。本矿井井下同时作业的最多人数为400人，那么〔m3/min〕2〕按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算：首先计算出各用风地点的风量，再乘以一定的系数，得出总风量。即： 〔4-24〕式中：—回采工作面所需风量之和，m3/min；—掘进工作面所需风量之和，m3/min；—备用工作面所需风量之和，m3/min；—独立通风硐室所需风量之和，m3/min；—其他巷道所需风量之和，m3/min；—矿井通风系数，抽出式矿井取1.15～1.2，本设计取1.15。回采工作面所需风量回采工作面实际需风量按下式计算： m3/min 〔4-25〕式中：vai—第i个回采工作面风速，vai取1.8m/s；Sai—第i个采煤工作面的平均断面积，为12.7m2。Qai=60×1.8×12.7=1371〔m3/min〕回采工作面的需风量取最大值为1371m3/min。〔2〕备用工作面所需风量矿井设一个备用工作面，需风量为：∑Qb=1371×0.5=685.5m3/min〔3〕掘进工作面的需风量本设计采区达产时，配备两个煤巷掘进头。根据4.4节掘进工作面需风量计算可知一个煤巷掘进工作面所需风量为350m3/min。那么∑Qc=350×2=700m3/min3〕各硐室的需风量火药库：Qd1=100m3/min；绞车房：Qd2=80m3/min；变电所：采区80m3/min；∑Qd=100+80+80=260m3/min4〕其他巷道所需风量之和其它巷道需风量主要指对行人斜巷和维护巷道的实际配风，按经验取回采面、掘进头、硐室风量之和的5%，即 ∑Qe=〔∑Qa+∑Qb+∑Qc〕×5% 〔4-25〕=〔1371+700+685.5〕×5%=138m3/min综上所述，按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算得矿井所需风量总和为〔1371+685.5+260+700+1380〕×1.15=5055.98m3/min。矿井总风量通风总风量为5055.98m3/min。4.4.2矿井风量分配1〕分配原那么〔1〕各用风地点风量按前述分配。〔2〕对于掘进工作面风量，一般根据巷道断面的大小，送风距离，煤岩巷三个因素并按所选局部通风机性能供风。〔3〕井下火药库，变电所，绞车房应单独供风。〔4〕分配的风量，各巷道的瓦斯和有害气体的浓度，应根据?规程?要求不得超过规定限度。表4-9风量分配表通风地点数量单位需风量〔m3/min〕总风量〔m3/min〕回采工作面113711371备用工作面1685.5685.5掘进头煤巷2350700硐室变电所18080绞车房18080火药库1100100机电泵房18080∑Q其它138138总风量3234.52〕分配方法根据实际需要由里向外的原那么配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.15就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，下顺槽的风量乘以1.15。顺风流而下，遇到分风地点那么加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。3〕具体风量分配表4-10矿井井巷风速计算表井巷名称支护形式SQvm2m3/sm/s副井混凝土40.7284.272.07车场及石门锚喷12.884.276.58运输上山锚喷12.850.286.58轨道上山锚喷11.8231.95回采工作面锚喷12.722.851.80风井混凝土19.6384.274.294.4.3风速验算根据每条巷道的分风量和巷道的断面积，求出每条巷道内的实际风速，然后与规程规定的各类巷道的最大和最小允许风速进行比拟，如果不超限，说明所取风量满足要求。表4-11风速验算表井巷名称支护形式SQvm2m3/sm/s副井混凝土40.7284.272.07车场及石门锚喷12.884.276.58运输上山锚喷12.850.286.58轨道上山锚喷11.8231.95回采工作面锚喷12.722.851.80风井混凝土19.6384.274.294.5矿井通风阻力矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主要通风机之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通风阻力的90%左右，它是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。主要通风机的选择，工作风压要满足最大的阻力，因此先确定容易、困难时期的最大阻力路线。4.5.1矿井通风阻力的计算原那么1〕矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa。2〕矿井井巷的局部阻力，新建矿井〔包括扩建矿井独立通风的扩建区〕宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井那么宜按井巷摩擦阻力的15%计算。3〕矿井通风网络中较多的并联系统，计算阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据。4〕应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的风机既能满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。4.5.2矿井通风容易时期和困难时期所谓矿井通风容易时期和通风困难时期是指在一台主要通风机的效劳年限内〔15～30年〕，矿井阻力最小的时期〔通常在达产初期〕和最大的时期〔通常在生产后期〕。本矿井采用混合式通风，在矿井开采前期开凿中央风井。根据采掘方案，按顺序依次开采三个采区，首采区倾斜长度平均约1200m，划分为5个区段，每个区段走向长约2500m，两翼开采，一用一备，日推进4.8m，每年可推进1584m，首采区效劳年限大约10年。由于开采一个工作面就可以达产，所以可将第一个工作面〔达产初期〕确定为通风容易时期。在首采区回采最后一个工作面时，二采区需进行第一个工作面准备，两个煤巷掘进，两个岩巷掘进。此时作为回风上山的运输上山是最长的，故将此时确定为通风困难时期。矿井的通风容易及困难时期，都在回风井主要通风机效劳年限内。1〕矿井通风的最大阻力路线〔1〕容易时期通风容易时期的最大阻力路线具体如下:副井→井底车场→运输大巷→一采区轨道上山→采区进风平巷→采煤工作面→回风平巷→采区上部车场→采区运输上山→回风主石门→风井(1→2→3→4→5→6→7→16→8→9→10)。对应于容易时期的通风系统立体示意图〔图4-10〕和通风网络图〔图4-11〕。〔2〕通风困难时期通风困难时期的最大阻力路线具体如下：副井→井底车场→运输大巷→采区轨道上山→采区进风平巷→采煤工作面→采区回风平巷→采区中部车场→采区运输上山→回风主石门→风井(1→2→3→4→5→6→7→16→8→9→10)对应于困难时期的通风系统立体示意图〔图4-12〕和通风网络图〔图4-13〕。图4-10容易时期的通风系统立体示意图图4-11通风容易时期网络图图4-12困难时期的通风系统立体示意图图4-13困难时期通风网络图4.5.3矿井通风阻力计算矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力。摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失。摩擦阻力按下式计算： 〔4-17〕式中：—井巷摩擦阻力系数，N·s2/m4；L—井巷长度，m；U—井巷净断面周边长，m；Q—通过井巷的风量，m3/s；S—井巷净断面积，m2；各井巷的摩擦阻力计算结果见表4-12与表4-13。表4-12矿井通风容易时期井巷通风阻力计算表井巷名称支护形式LSUα×104Qhfrmm2mN·S2/m4m3/sPa副井混凝土47540.7222.6043084.2748.55车场及石门锚喷6512.8013.709084.2727.14轨道大巷锚喷57812.8013.709084.27241.33运输上山锚喷97911.8013.009050.28176.24采区上部车场锚喷519.5011.209024.183.51工作面进风巷锚喷139312.7015.008022.8542.61工作面锚喷18112.715.0032022.8522.15工作面回风巷T型钢141712.715.0012022.8565.01轨道回风锚喷9111.8013.009022.853.38风井混凝土20023.6315.7037.284.276.28总计632.82表4-13矿井通风困难时期井巷通风阻力计算表井巷名称支护形式LSUα×104Qhfrmm2mN·S2/m4m3/sPa副井混凝土47540.7222.6043095.2761.96车场及石门锚喷503.3312.8013.709095.27268.60轨道大巷锚喷263812.8013.709095.271407.73运输上山锚喷28211.8013.009050.2850.77采区上部车场锚喷519.5011.209024.183.51工作面进风巷锚喷139312.7015.008022.8542.61工作面锚喷18112.715.0032022.8522.15工作面回风巷T型钢141712.715.0012022.8565.01轨道回风锚喷69111.8013.009022.8522.69风井混凝土20023.6315.7037.295.278.04总计1953.07矿井井巷的局部阻力，新建矿井〔包括扩建矿井独立通风的扩建区〕宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井那么宜按井巷摩擦阻力的15%计算。那么有：通风容易时期总阻力： 〔4-25〕通风困难时期总阻力： 〔4-26〕式〔4-18〕和式〔4-19〕中按下式计算： 〔4-27〕式中：—各井巷的摩擦阻力，。矿井等积孔： 〔4-28〕式中：—矿井风量，m3/s；—矿井通风阻力，Pa。矿井通风总风阻用下式计算： 〔4-29〕式中:—矿井通风容易、困难时期总风阻，N·s2/m8；—通风容易、困难时期总风量，m3/s；—通风容易、困难时期的总阻力，Pa；矿井通风阻力是选择主要通风机的重要因素，计算出通风阻力的大小，就能确定所需通风压力的大小，并以此作为选择通风设备的依据。可用表4-14判断矿井通风的难易程度：表4-14矿井通风难易程度评价等积孔〔m2〕风阻〔NS2/m8〕通风阻力等级难易程度评价＜1＞1.420大阻力矿难1～2中阻力矿中＞2＜0.355小阻力矿易那么通过计算可知：1)矿井总阻力：通风容易时期总阻力：通风困难时期总阻力：2〕矿井等积孔：

通风容易时期：通风困难时期：3〕矿井总风阻：通风容易时期：通风困难时期：故可知本矿井通风容易、困难时期均为通风容易矿井。4.6矿井主要通风机选型4.6.1矿井自然风压矿井进、回风井空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压，它对矿井主要通风机的工况点会产生一定的影响，因此设计中应考虑自然风压的影响。自然风压用下式计算： 〔4-30〕式中：—矿井自然风压，Pa；—地面与井底车场的标高差，m；—进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m3。为了简化计算，在自然风压计算中，井下各处的空气密度均认为是进风井和回风井的空气密度的平均值，见表4-15。简化的矿井通风系统图如图4-14所示。图4-14简化矿井通风系统图表4-15空气平均密度一览表季节地点进风井筒〔kg/m3〕出风井筒〔kg/m3〕冬1.241.20夏1.201.24那么可计算得出：

冬季自然风压：

夏季自然风压：可见，冬季自然风压有利于矿井通风，而夏季自然风压阻碍矿井通风。4.6.2通风机工作风量由于井口防爆门及主要通风机反风门等处的外部漏风，通过主要通风机的风量应大于通过进风井口的矿井总风量，并由下式求出： 〔4-31〕式中：—主要通风机风量，m3/s；—矿井需风量，m3/s；—漏风损失系数，风井不作提升用时取1.1。由于困难时期采掘接替过程中要增加一个岩巷掘进头，一个煤巷掘进头。因此，困难时期的风量是在容易时期风量的根底上加两个掘进工作面的风量。那么矿井主要通风机的工作风量为：容易时期：

困难时期：4.6.3通风机工作风压对于抽出式通风的矿井，轴流式通风机工作风压按下式计算：容易时期： 〔4-32〕困难时期： 〔4-33〕上两式中：—轴流式通风机工作风压，Pa；—矿井通风总阻力，Pa；——通风机附属装置阻力，Pa；取100；—矿井自然风压，Pa。为了拓宽主要通风机的工作范围，在通风容易时期应计算最大的帮助主要通风机的自然风压。故根据自然风压的特性，应选在冬季计算；同理，计算通风困难时期的自然风压应选在夏季。代入数据计算可得：容易时期：Pa困难时期：Pa4.6.4通风机的选择通过计算，通风机容易时期设计工况点为m〔92.70，599.102〕，困难时期设计工况点为n〔104.80，2249.07〕，根据两个设计工况点在通风机特性曲线上初选能满足矿井通风要求且通风机效率不小于0.6，实际工作风压不高于最大风压的90%的通风机。经过比拟，确定沈阳鼓风机厂生产的2k60-4-NO24型煤矿防爆抽出式对旋轴流通风机作为矿井主要通风机，所选通风机的技术特征及特性曲线分别如表4-16和所示。表4-162k60-4-NO24型通风机技术特征表型号风量〔m3/s〕静压〔Pa〕转数〔r/min〕功率〔kW〕参考重量〔kg〕2k60-4-No2420.21～158.5700～258060030033894由于设计工况点不能恰好落在通风机特性曲线上，故应计算通风机的工作风阻，以确定其实际工况点。通风机的工作风阻由下式计算：容易时期： 〔4-34〕困难时期： 〔4-35〕那么代入数据计算得：容易时期：困难时期：在通风机特性曲线图上绘制通风机的工作风阻曲线，风阻曲线与通风机特性曲线的交点即为通风机的实际工作点，容易时期为M，困难时期为N，再由实际工作点确定通风机的各个工作参数〔表4-17〕。表4-17通风机实际工作参数时期叶片安装角转速〔r/min〕风压〔Pa〕风量〔m3/s〕效率〔%〕输入功率〔kW〕容易25°60075010077.098困难30°600209010584.02002K58矿用轴流式通风机性能曲线No.28型n=600r/min叶片数24图4-15通风机特性曲线图矿井主要通风设备的安装、使用和维护有以下要求：1)主要通风机必须安装在地面，装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%；2)主要通风机必须保持运转；3)主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套备用。在建井期间可装置一套通风机和一台备用电动机。备用通风机、备用电动机和配套通风机，必须能在10min内开动；4)矿井不得采用局部通风机群作为主要通风机使用。在特殊情况下，作临时使用时，必须对主要通风机管理，制定措施，报省〔区〕煤炭局批准；5〕装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；6〕主要通风机至少每月由矿井机电部门检查1次。改变通风机转数或风叶角度时，必须报矿总工程师批准；7〕进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方；进风井筒冬季结冰，对工人健康和提升设施有一定的危害，必须设暖风设备；8〕回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串联通风必须符合?煤炭平安规程?第117条有关规定；9〕矿井主通风机应有两条直接由变电站供出的供电线路，线路不应接任和负载。10〕反风装置在反风时应能迅速到达反风位置。11〕风机和电动机机座应巩固耐用，应设置在不受采动影响的稳定地面上。12〕完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态。4.6.5电动机的选择1〕电动机功率的计算按通风容易时期和困难时期分别计算通风机所需输入功率、： 〔4-36〕 〔4-37〕式中数据均按实际工况点参数计算，带入数据可得：、与作图所得的结果相差甚小，故作图所得数据可靠。电动机台数及种类确实定当≥0.6时，可以选一台电动机，电动机功率为； 当≤0.6时，选两台电动机，电动机功率为：初期：〔4-38〕后期：〔4-39〕上三式中：—电动机容量备用系数，取1.1～1.2；—电动机效率，取0.9～0.94〔大型电机取较高值〕；—传动效率，电动机与通风机直连时取1，胶带传动时取0.95。/=97.40/261.25=0.37<0.6，故应选择两台电动机〔容量备用系数取1.15；电动机效率取0.92；电动机与通风机直连，传动效率取1〕，那么电动机功率分别为初期后期根据以上计算，查阅电机选型手册，确定选用Y4506-10型和Y4509-10型三相异步电动机作为主要通风机的配套电机，其技术特征见表4-21。电动机的启动方式为直接启动。表4-18电动机技术特征表电机型号Y4506-10型Y4509-10功率/kW250355电压/kV66电流/A32.345.5效率/%92.392.8功率因数/cosφ0.780.79最大转矩/额定转矩1.81.8转速/r·min-1590590启动转矩/额定转矩1.81.8重量/kg800080004.7矿井反风措施及装置4.7.1矿井反风的目的和意义当矿井进风系统发生火灾、瓦斯或煤尘爆炸时，会产生大量的CO和CO2等多种有毒有害气体，如果主要通风机照常运转，就会将这些有害气体带进采掘区域或其他区域，危及井下工作人员的生命平安，给矿井财产造成经济损失。为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时的有害气体不进入工作面，危及井下工人的生命平安，?规程?规定要求在10min内能把全矿井风流反转过来，而且要求风量不小于正常风量的40％。有时为适应救灾工作的需要，也须反风。图4-16专用反风道反风示意图4.7.2矿井反风设施的布置反风方法因风机的类型和结构不同而异。目前的反风方法主要有：设专用反风道反风、利用备用风机做反风道反风、风机反转反风和调节动叶安装角反风。本设计采用专用反风道反风，即在出风井口附近另开反风道，安装反风装置。这种反风方法是常用且平安可靠的反风方法，能满足反风的要求。图4-16为本设计轴流式主要通风机抽出式通风的反风示意图，图A为正常通风时反风门1和2的位置，井下的污浊风流经风硐直接进入通风机，然后经扩散器排至大气中。反风时，风门1、2改变为图B中的位置，新鲜风流从大气吸入通风机内，再经反风道压入井下，使井下风流的方向改变，从而实现矿井的反风。矿井应每季度至少检查1次反风设施，每年应进行1次反风演习；矿井通风系统有较大变化时，应进行1次反风演习。4.8概算矿井通风费用矿井通风费用包括：电费、设备折旧费、材料消消耗、通风员工工资费用、专为通风效劳的井巷工程折旧费和维护费。吨煤通风本钱是通风设计和管理的重要经济指标。1〕吨煤通风电费〔1〕主要通风机年耗电费，用下式计算： 〔4-40〕式中：—每年的通风电费，元/年；—电机容量，Pa；—电费单价，取e=0.6元/(kW·h)；24—一天的小时数，h/d；365—一年的天数，a/d；—风机的效率和输电、变电、传动等总效率，风机与电机直接传动时取0.6。那么初期:后期〔2〕局部通风机的年耗电费：局部通风机单台额定功率为15kW，矿井通风容易时期有两个掘进工作面，困难时期有四个掘进工作面，故通风容易时期所需局部通风机的功率为30kW，困难时期为60kW。那么局部通风机的年耗电费为：故吨煤通风电费为：初期：〔2190000+262800〕/2400000=1.022元/吨后期：〔3109800+525600〕/2400000=1.515元/吨2〕通风设备的折旧费和维修费〔1〕通风设备的折旧费：根据4.2节可知，建一全套风机房的所有通风设备造价共计需450万元，其回收率为4%，效劳年限为25年，那么年折旧费用为：450×〔1＋4%〕／25＝17.28万元／年通风设备的维护费：维护费是指大中小及日常维护所需要的主要配件，维护及材料的消耗等。根据?煤矿生产经营指标?通风设备的年维护费用为80000元/年。故通风设备的吨煤折旧费和维修费为：〔17.28+8〕/240=0.106元/吨3〕通风员工工资费用根据工资制度及通风所需员工数计算得一年的工资支出约为130万元。那么吨煤所需工资费用为：130/240=0.542元/吨。4〕专为通风效劳的井巷工程折旧费和维护费专为通风效劳的井巷主要包括回风石门，回风大巷和回风井等，各井巷每年的维护费为：风井：120元/米，井深200米；回风石门：80元/米，长度25米。那么专为通风效劳的井巷工程吨煤折旧费和维护费：〔120×200+80×25〕/2400000=0.01元/吨5〕吨煤通风本钱通过以上计算，矿井吨煤通风费用为：初期：1.022+0.106+0.542+0.01=1.68元/吨后期：1.515+0.106+0.542+0.01=2.17元/吨4.9矿井通风系统评价本矿井采用抽出式通风，设计风井在整个效劳年限内通风阻力较小，风机运转平稳，通风均比拟容易；吨煤通风本钱低，比拟经济；所选用的轴流式风机效率高，电耗少；用反风道反风平安可靠；每个采区工作面都有独立的通风系统，通风系统较为简单；本矿采用注氮防灭火技术有利于防止自燃火灾，矿井抗灾能力强。通风平安设施主要有：风门、调节风窗、防爆水棚、回风井井口防爆门、进风井井口防火铁门等。矿井采掘工作面独立通风，井下硐室实现了独立通风。矿井按规定进行反风试验和反风演习，符合煤矿平安规程规定。综上所述，本矿井通风系统简单、合理、稳定，通风方式合理，配风满足需要，通风设施齐全有效，抗灾能力强。

5矿井平安技术措施5.1矿井平安概况矿井主采煤层为8煤，8煤层覆存稳定、煤层特厚、瓦斯压力大、含量高。8煤层平均厚为9.25m，东部拐头区相对较厚，平均为10.58m。8煤地板为泥岩，岩层层理和裂隙发育，岩石破碎。8煤层厚度为2.3～15.94m，平均厚度9.25m，属于特厚煤层。但应注意到本井田有瓦斯生成和保存的条件，在煤层及其顶板泥岩厚度大，矿井深部，断层附近和其它瓦斯可能富集的部位，均应引起高度的重视，严格执行?煤矿平安规程?的有关规定，采取预防措施为宜。经安徽省煤田地质局第三勘探队及重庆煤研所两次对芦岭矿主采煤层进行自燃倾向鉴定,重庆所鉴定自燃发火期为一年,1989年原淮北矿务局的年度鉴定自燃发火期为三个月。自燃倾向性等级属Ⅰ级，应采取预防措施为宜。5.2矿井火灾5.2.1矿井自然发火概况根据芦岭朱仙庄侏罗纪厚煤层综采面自然火灾的规律及防治措施的研究，随着综采面由一次采全高的煤层向特厚煤层转移,自然发火将会更加频繁,成为威胁综采面平安生产的突出问题,且是推行放顶煤综采的拦路虎。因此对综采面煤层自燃应以防为主,采取可靠措施,形成完整工艺,消除导致煤自燃的基因,如黄泥或类似材料灌浆工艺、阻化剂防治煤层自燃工艺、注氮预防煤自燃等。表5-1芦岭矿煤芯样煤的自燃倾向性鉴定结果一览表煤层自燃倾向性分类最短自然发火期/月煤层爆炸性指数Vdaf/%8容易自燃2～433.945.2.2矿井自然发火分析根据以上分析，本矿井应总体上按原煤炭部颁发的?矿井防灭火标准?执行，坚持“预防为主、综合治理〞的防灭火指导思想，设立专职的防灭火队伍，采取以下防灭火措施来治理煤矿火灾。1〕防止采空区漏风，减少供氧量〔1〕及时封堵与采空区相通的巷道，防止漏风。受采动影响，地面出现塌陷坑及裂隙时，应及时回填，且须经常观察，发现再次塌陷，再次回填，直至稳定为止，以防漏风。另外，也可采取定期向下隅角采空区充填封堵的方式，即每隔10m左右封堵一次，先钉砂门，再利用钻孔像砂门内充填河砂等。〔2〕惰性泡沫堵漏风。在工作面推过一定距离后，在进风侧或在进、回风两侧向采空区压注惰性泡沫，使之形成一个平行于推进方向的长约5m、宽约2m～3m的隔离带，阻止风流进入采空区。压注工作一般滞后于工作面10m～15m进行，使用的惰性泡沫有化学泡沫和机械泡沫两种。化学泡沫多为尿醛泡沫；机械泡沫那么多用稳定性低倍泡沫，或者在其中添加增塑剂形成可塑性泡沫。〔3〕合理配备工作面风量。在风流瓦斯浓度不超过规定的前提下，尽量减少采面风量，也可以降低漏风。为防止向采空区漏风，对瓦斯涌出量较高的放顶煤工作面，必须坚持以抽放采空区瓦斯为主的原那么。对采面风量进行控制时，采取使工作面上半部及上隅角有少局部瓦斯涌出，风流瓦斯浓度按?煤矿平安规程?规定控制在1.0%以下；对瓦斯涌出量不太大的综放面更应控制风量，使回风瓦斯浓度不能过低，应保持在0.3%以上。〔4〕均压通风。均压通风最主要的目的是要防止采空区漏风引起自燃。因为工作面两端风流压差大，会使较多的风量由工作面下出口或工作面进风侧经由采空区流向回风巷，加速采空区内残煤的自燃。2〕氧化隔绝技术防灭火措施〔1〕灌浆灭火技术黄泥灌浆灭火技术是我国分层开采传统的、独特的防灭火技术，推行几十年，一直行之有效。根据灭火要求和客观条件不同，可以分别采用采后记中灌、工作面上下端头的灌注和喷洒、局部灭火灌注和高帽区灌浆等措施。灌浆可以用于着火点的灭火，但更多的是作为预防自然发火。泥浆中的沉淀物将碎煤包裹起来，隔绝其与空气的接触；沉淀物充填于浮煤和冒落的岩石缝隙之间，堵塞漏风通道，减少漏风。同时，灌浆可以加速形成再生顶板，从而有利于下部煤层的开采；泥浆对已经自热的煤炭有冷却散热作用。另外，浆液还可以增加煤的外在水分，减缓其氧化进程。灌浆的浆液一般均采用黄土或粉煤灰等加水制成，水土比变化范围一般为2:1～5:1，需根据输送距离的长短、输送管路的弯头多少、煤层倾角大小和季节因素综合确定。输送距离长、输送管路的弯头多，煤层倾角小以及冬季灌浆时，水土比应取大一些；否那么，可以取小一些。〔2〕注氮防火技术可靠的注氮技术可以有效地缩小采空区氧化带的宽度，防止和减弱采空区自燃的倾向。注氮设备大体上可分为地面固定式注氮装置和井下移动式注氮装置。按向采空区注氮方式不同可分为长时注氮和间歇注氮。当采面推进较快〔>18米/月〕时，采空区又无火情，可采用间歇注氮；假设采用连续注氮，其注氮量不小于200m3/h。采面推进为5米/月时，其注氮量不小于300m3/h。采面推进为小于5米/月时，其注氮量必须大于400m3/h。虽然流量不大，但连续不断注入，可减缓下隅角风流的正面“冲击〞和因惰性气体成分而缩小氧化自燃带的宽度，起到降低采空区下隅角空气温度防止浮煤自燃的作用。为提高注氮效果，必须及时封严堵实进风巷的下隅角；注氮管路的释放口必须加以保护和随采面的推进而改动，使其保持在氧化自燃带范围之内；氮气管内安设传感器或人工定时〔每天至少1次〕检测氮气质量、流量，管路内氮气浓度不准低于97%。另外，还应注意采空区抽放瓦斯强度与注氮量的关系，以及尽量实施采面均压通风等措施。当工作面处于断层或其他原因造成的困难条件难以正常推进时，可通过加大注氮量来改变“三带〞宽度。采空区注氮分为工作面后部采空区注氮和邻近工作面采空区注氮两种。注氮管道铺设在进风平巷中，注氮释放口开设在后部采空区中的进风平巷一侧，以利用通风压力使氮气流入采空区中。3〕其他防灭火措施〔1〕加快工作面推进速度加快工作面推进速度，让采空区遗煤在氧化发火前，就进入采空区前方窒息带，从而防止火患。与其他措施相比，这是一项最为积极有效的方法，既不需要专门的防火投入，由于工作面实现高产高效的生产目标一致，是一项绿色平安措施，应成为第一选择，然后再考虑辅以其他必要措施。〔2〕加强巷道防火的措施大量的实践说明，放顶煤开采时最多的发火点在巷道。这是因为放顶煤开采的平巷均沿底掘进，巷道顶板是煤层，一旦发生破碎、冒落，极易发生自燃，对此必须加以防范。巷道防火的措施主要有如下几点：eq\o\ac(○,1)加强巷道维护，及时对破损处进行修复。eq\o\ac(○,2)当巷道出现冒落空洞时，必须及时处理。处理冒落区时，一方面应将空洞用黄泥或其他充填物填实；另一方面还应对空洞周边裂隙带采用灌注凝胶、高水材料或其他物质的方法，防止发火区继续蔓延。eq\o\ac(○,3)对媒质松软破碎、周围条件较差〔小型构造、旧巷、旧采区较多等〕发火危险较大的巷道，随着两巷向前掘进，在巷道帮顶每隔5m～10m打一组钻孔〔5～7个〕，采取间断注水方式湿润煤体，进行预防性防火。eq\o\ac(○,4)对巷道冒顶，遇旧巷、旧采区或有发火隐患地点，采取包帮、包砂碹进行充填河砂或粉煤灰处理，对无法包帮充填河砂而有高温、浮煤的地点，采用插水针降温和湿润浮煤进行处理。凡发火隐患地点都悬挂检查牌板，专人定时检查、采集气体进行分析，加强监视。〔3〕开切眼及停采线附近的防火措施开切眼和停采线附近是容易引起自然发火的地点。因此，在开切眼进行设备安装、试采期间以及至停采线设备撤出期间必须采取相应的防火措施，具体如下：eq\o\ac(○,1)尽力缩短时间，加快安装或撤架，同时“一通三防〞各系统必须与之保持同步并运行正常。eq\o\ac(○,2)在切眼形成尚未安装前，按事先编制的措施进行打钻，采取连续注水方式，湿润开切眼周围煤体。eq\o\ac(○,3)停采后机架尚未撤出前，尽快封堵上下隅角和从架间打钻向架后采空区下砂形成砂墙，同时向采空区前方灌注泥浆，并向煤壁及支架上方打钻注水。〔4〕加强煤炭自燃的预测预报工作这项工作是非常重要的，如果能够准确地进行自然发火预测预报，那么可以及时、有效地对煤炭自燃隐患作出处理，将其消灭在萌芽状态，以防止酿成火灾事故。为此，有煤炭自燃危险的放顶煤工作面应该采取如下自燃预测预报措施：eq\o\ac(○,1)建立观测网点，对巷道高冒区、彩面架间、上下隅角及采空区抽方瓦斯管内等重点部位进行专人定时人工采气，用GC-4008色谱仪分析气体成分，根据指示气体〔O2、CO、C2H2等〕的含量及变化状况，及时发出火情预报。eq\o\ac(○,2)在原生煤体采空区内埋设束管监测探头〔靠近上下平巷的采空区分别埋设两组〕，对距工作面40m以内的气体成分〔包括CO2、CO、CH4、N2等〕进行连续监测。eq\o\ac(○,3)在回风平巷煤柱安设的CO探头，对回风中CO含量进行连续监测。④为瓦检员和消防专职人员配备便携式CO检测仪，按规定进行流动检查。5.2.3预防性灌浆设计灌浆系统由制浆、输浆和灌浆三局部组成能。1〕浆液的制备浆液性能：对浆液性能的根本要求是：浓度适当，渗透能力强。在浆液中，浓度时影响灌浆质量、防火效果和经济指标的重要参数。渗透性能取决于浆材粒度和浆液粘度，粒度和粘度小，那么渗透性能就强。从渗透性这个角度看，浆材的固体颗粒愈小愈好。2〕浆材的选取浆材必须满足以下根本要求：不含或少含可燃和自燃物质；不含催化物质；粒度一般不大于2mm，而且细小颗粒应占大局部〔对于粘土，d≤0.1mm的颗粒应占60%～70%；页岩d≤0.77mm者应占70%～75%〕；相对密度一般要求为2.5～2.6；胶体混合物浓度〔按MgO计〕25%～30%；塑性指数IP，IP<7的岩浆不能用于灌浆，选取的灌浆材料除满足上述性能条件外，还要求其资源丰富，运输和加工本钱低廉，尽量不占和少占耕地和良田。本设计对芦岭矿选取黄土灌浆。1〕浆液的制备工艺泥浆的制备工艺有水力取土自然成浆和人工或机械取土机械成浆两种。由于水力取土自然成浆的水土比难于控制，不能保证浆液质量，芦岭矿自燃发火严重，应采取人工或机械取土机械成浆。土水比：在实际使用中，通常采用土比为3～6:1泥。泥浆输送倍线： N=L/H 〔5-1〕式中：L—浆液自地面管路的入口至灌浆区的出口管线的总长度，m；H—浆液入出口的高差，m。倍线在3～8时，不要加调压设施。在矿井第一采区的第一、第二区段是不需要加调压设施，后期需要添加加压设施。5.3矿井瓦斯从目前的情况来看，发生瓦斯爆炸的可能性极小。随着矿井的日益老化以及残采煤面开采，涌出量将会呈现出逐年增加的趋势，为此，我矿防止瓦斯事故的重点应放在盲巷及采空区管理上。1〕处理预案：〔1〕采掘工作面必须有正规的通风系统，严禁采用不合规定的串联通风和老塘通风。采煤工作面回采前，必须封闭上、下两道之间的联络巷。加强各通风设施的质量管理及日常的使用管理，确保各作业地点瓦斯不超限，防止并及时处理瓦斯积聚现象。〔2〕强化局部通风管理，确保迎头风量。所有掘进头均必须实现风电闭锁和瓦斯电闭锁；所有掘进工作面均安装双风机双电源系统且做到主、副局部通风机功率匹配，防止局部通风机无方案停电停风，杜绝循环风。〔3〕严格瓦斯检查制度。开启局部通风机前，必须检查瓦斯。放炮时必须执行“一炮三检〞和“三人联锁放炮〞制度，并严格履行班组长、放炮员和瓦检员或跟班队长的签字手续。〔4〕加强盲巷管理，临时停风巷道要立即断电、撤人，设置栅栏、揭示警标，长期停风区必须在24小时内封闭完毕；封闭时，不得将带电设备、电缆封在盲巷内。〔5〕巷道贯穿前，应由通风科及各掘进队负责分别编制贯穿平安技术措施。贯穿时加强对头巷道的通风和瓦检工作；贯穿后要及时调整通风系统，保证风量及风向的稳定。〔6〕进一步加强瓦斯监测装置的到位、使用、维修、校验工作。〔7〕加强明火管理，搞好机电设备防爆，防止撞击和摩擦产生火花。〔8〕严格瓦斯排放的分级管理及措施的审批制度。瓦斯排放必须制定有针对性的平安技术措施，实行分级排放。因临时停电或者其它原因，局部通风机停止运转，瓦斯浓度在1%～3%或者二氧化碳浓度在1.5%～3%的采掘面，经矿值班领导批准后，由通风科值班领导、瓦检员会同施工单位负责人按常规措施共同排放处理，上井后填写记录。瓦斯或者二氧化碳浓度超过3%时，必须编制专门的平安排放措施，报矿总工程师批准。排放措施中必须明确现场指挥，明确瓦斯排放人员的职责、回风流经过的路线、警戒点的设置位置和断电范围，并严格控制风量，严禁一风吹。在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯和全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%。5.4重大灾害事故应急预案5.4.1灾害汇报井下发生灾害后，现场人员要第一时间汇报调度室，调度室接到汇报后要立即汇报矿长、书记、值班矿长成立救灾指挥部，通知医院做好救护准备，并立即汇报公司调度。5.5.2瓦斯煤尘爆炸事故的处理措施1〕处理事故的一般原那么〔1〕迅速组织撤退灾区和受威胁区域的人员，抢救遇险人员，组织矿山救护队探明事故地点、范围和气体成份，发现火源立即扑灭，并切断灾区电源，防止二次爆炸。〔1〕在证实确无二次爆炸可能时，应迅速修复被破坏的巷道和通风设施，恢复正常通风，排除烟雾，清理巷道。2〕瓦斯煤尘爆炸的处理措施井下发生瓦斯煤尘爆炸后，井下受胁人员应首先尽可能把爆炸所发生的具体地点和大致地段报告给矿调度室，现场人员必须佩带自救器，迅速送伤员到新鲜风流巷道中。所有井下工人都必须在本班班长〔班长不在时，由有经验的老工人带着〕的组织与带着下，撤到平安地点直至地面。救灾指挥部应针对具体的爆炸地点和范围，按照处理此类事故的一般原那么作出相应的具体处理措施。3〕事故后的处理措施〔1〕加强通风，对瓦斯积聚区采取排放措施，防止瓦斯局部积聚。〔2〕加强CH4、CO2、CO等有害气体的检查工作，发现问题及时处理。〔3〕加强风门、密闭、盲巷的检查管理工作。〔4〕加强巷道顶板管理，充填冒落空顶，检查整修支架，棚梁。〔5〕加强防尘工作，冲洗巷道，清理杂物，保持整齐清洁。〔6〕查清事故原因，进行事故分析，对职工进行一次事故教育，采取必要的行政措施，确保职工遵章作业，杜绝事故发生。5.5.3避灾路线当井下发生事故时，井下工作人员应立即佩戴好自救器，就近进入新鲜风流平安巷道中或按作业规程规定的避灾路线撤退。假设N1盘区发生火灾或爆炸，避灾路线：1〕工作进面→区段轨道平巷→轨道上山→轨道大巷→井底车场→副井→地面；2〕掘进面→轨道上山→轨道大巷→井底车场→副井→地面

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芦岭煤矿煤层注水技术研究摘要：煤尘是煤矿比拟严重的灾害之一，不仅威胁矿井平安生产，而且严重伤害矿工的生体健康。本文介绍了，通过预先煤层注水湿润煤层，降低煤尘悬浮颗粒浓度，重点介绍煤壁浅部高压注水的技术关键词：煤尘煤层注水钻孔除尘效果引言煤尘是在煤炭生产过程中所产生的细微颗粒，在打眼、爆破、装运等各生产工序都产生煤尘，悬浮在空气中的煤尘称为浮尘，已沉落的煤尘称为积尘。煤尘的危害是多方面的，如刺激眼睛、粘膜或皮肤，降低作业场所的能见度，加快对机电设备的磨损等，更严重的是爆炸性危害和引起矽肺病。矽肺病是由于长期大量吸入粉尘而引起的以肺组织纤维化为主的职业病，它是一种慢性进行性疾病，发病工龄短者3-5年，长者20-30年，发病率因条件不同，相差很大。由于煤尘中含有游离二氧化硅，几乎所有煤尘都能引起矽肺病。煤尘的颗粒大小不一，其中能够进入肺泡区的称为呼吸性粉尘，其危害性最大。芦岭矿主采煤层8、9煤层均具有较强的爆炸危险性，爆炸危险性系数分别为：33.94%和37.89%，同时煤尘中游离二氧化硅含量较高，危害很大。芦岭矿建矿以来，共发生矽肺病230余例，现已死亡138人。国家工业卫生标准规定含有10%以下游离二氧化硅的煤尘最高容许浓度为10mg/m3,但在实际生产作业过程中，作业场所的煤尘浓度往往远远超过这个标准，因而导致了众多矽肺病病例的发生，形势非常严峻。1立题背景与研究意义1.2研究意义芦岭矿的8、9煤层为井田内赋存比拟稳定的主采煤层，但煤结构属于极其松软、破碎类型，巩固性系数平均在0.2～0.3之间；除810采区外，煤层自然含水率在1.5%以下，因此形成了极易产生煤尘的煤层特征。针对现状，芦岭煤矿积极与一些大专院校、科研院所、粉尘治理专家等进行联系，但均未能从根本上解决问题，粉尘超标的平安威胁愈来愈突出，已无法满足平安生产的需要。煤层注水湿润预先煤体是公认的减少煤尘产生最根本最有效的措施，但由于没有先进的注水技术，效果一直很不理想。芦岭煤矿在以总工程师宋庆尧为首的技术人员经过认真调研，翻阅大量国内外相关资料，经过屡次讨论、论证、摸索、创新，制定了一套比拟严密的煤壁浅孔高压注水技术措施，并取得了比拟理想的防尘效果。因此，考虑以上技术背景及本矿有效防治煤尘的实际需要，依托自主创新建立了“芦岭煤矿煤壁浅孔高压注水技术的研究与应用〞的科研工程，实施该工程的主要意义在于：1〕全面剖析芦岭煤矿煤层注水过程中采取的技术措施、实施方案及其理论、技术依托。2〕针对芦岭煤矿主采煤层自然含水率低、松软易碎、工作面经常出现片帮漏顶、原煤灰分居高不下等实际条件，分析、探讨该注水技术应用条件，为进一步向本井田范围之外有效推广该项技术成果提供可靠的技术参考。1.3技术关键与指标1〕技术关键〔1〕通过分析芦岭矿在煤层注水方面采取的技术措施及实际防尘效果，总结成功经验和缺乏之处。〔2〕形成适合芦岭矿乃至整个淮北矿区煤尘防治技术体系，丰富和完善煤层注水理论和方法。2〕技术指标〔1〕工作面回采期间各主要工序的煤尘浓度。〔2〕芦岭矿有效应用煤层注水技术措施带来的经济和社会效益。1.4技术路线根据芦岭煤矿的生产安排和作业方案，有机结合当前该领域的技术研究和应用状况，本文制定了以下的工程实施技术路线。调研调研芦岭矿煤层开采条件相关科研成果与应用煤尘产生规律方法指标芦岭矿煤层注水技术方案确定技术方案实施防尘效果检验缺乏之处成功经验应用与推广煤尘浓度参数煤质变化情况实施步骤施效周期保障措施经济效益社会效益领导制度人员组织材料供给监督机制形成煤壁浅孔高压注水技术体系丰富和完善综合防尘理论与方法图1工程实施技术路线图2国内外煤层注水防尘技术简介2.1国内外综合防尘措施概述在国外，煤矿生产作业时产生的煤尘，主要采取以下技术措施，降低煤尘危害。一是煤层注水，利用水的压力通过钻孔把水注入即将回采的煤层中，使煤体得到预先湿润，以便减少采煤时浮游煤尘的产生量。这种措施降尘效果较好，一般可降低粉尘浓度60%-90%左右，有些国家在煤层注水中加湿润剂或氯化钙，提高了湿润程度和降尘的效果；二是喷雾降尘，向浮游于空气中的粉尘喷射水雾，通过增加尘粒的重量，到达降尘的目的；三是利用除尘器除尘，采用除尘器将空气中的粉尘别离出来，从而到达净化空气含量的目的，目前，国外一些主要产煤国家都在煤矿井下广泛用除尘器进行除尘；四是泡沫除尘，其除尘效果好，尤其对5mm以下的呼吸性粉尘，除尘率可达80%以上；另外，国外的个体防护用具有自吸式防尘口罩、过滤式送风防尘口罩、气流平安帽等，由于重点突出，使用面广，对保护矿工的健康起到了积极的作用。其个体防护措施的阻尘效率高，是解决矿山粉尘危害问题的重要技术措施之一。我国目前主要的综合防尘措施根本内容有：通风除尘；湿式作业；风流净化；个体防护；改革工艺与设备以减少产尘量；科学管理，加强教育；定期测尘和健康检查等。2.2我国煤炭行业粉尘防治的一般规定1〕?煤矿平安规程?规定：“矿井必须建立完善的防尘供水系统〞。2〕?煤矿平安规程?规定：“对产生煤〔岩〕尘的地点应采取防尘措施〞，“采煤工作面应采取煤层注水措施〞。3〕矿井必须建立健全井下粉尘防治工作管理制度和部门责任制，要配备足够的综合防尘专业队伍。4〕所有接尘人员应佩戴个体防护用具，高尘作业区采煤机、掘进机司机、移架工、锚喷工必须佩戴防尘口罩。2.3煤层注水防尘措施2.3.1钻孔布置煤层注水湿润煤体是采煤工作面防尘的根本措施。钻孔布置分长孔和短孔。长孔一般布置在工作面进回风巷，又分为单向和双向两种布置方式，多采用水泥砂浆封孔；短孔一般布置在工作面煤壁，多采用封孔器封孔。长孔和短孔两种钻孔布置方式各有利弊，一般说来，长孔单孔流量小但效劳期限长；短孔单孔流量大，但随工作面推进，只是一次性注水。2.3.2注水方式注水方式有两种：一是利用矿井地面贮水池，通过井下供水管网实施静压注水；二是利用井下的水泵实施动压注水。静压注水工艺简单、节省费用、便于管理，主要适用于透水性较强的煤层；动压注水适用性强，注水效果较好，被很多矿井采用。3芦岭煤矿煤壁浅孔高压注水技术的实践与应用3.1芦岭矿综合防尘技术概况3.1.1.防尘供水系统矿井采用地面静压供水系统，在矿井东、西风井工业广场内分别设置两个200m3的水池，通过塌陷区水源对水池补给水源。地面水池通过钻孔内下6″套管进入南、西风井下口，与矿井东、西翼供水干管连接，供水干管为直径4″管路，工作面供水管路直径为2″管路，矿井按规定安设使用各类防尘设施。矿井总供水能力约为130m3/h，矿井防尘总需要水量约为65m3/h，矿井供水能力能够满足需要。3.1.2主要防尘措施矿井主要防尘措施有：煤层注水、湿式打眼、放炮喷雾、放炮使用水炮泥、风流净化、装载点喷雾、冲洗巷帮、隔爆水槽、个体防护等综合防尘措施。3.2芦岭煤矿煤壁浅孔高压注水技术方案确实定3.2.1重点考虑的因素在确定煤层注水方案时，重点考虑以下因素：1〕?煤矿平安规程?以及上级有关煤层注水方面的管理规定。2〕芦岭矿主采煤层自然含水率普遍偏低，均缺乏2%，生产作业过程中产尘量较大，煤尘治理十分困难,因此必须加强煤层注水，从源头上减少产尘量。3〕以往，芦岭矿在煤层注水方面主要是实施风巷深孔静压注水，但由于煤层孔隙率低、透水性差，加上下向孔施工难度大，钻孔满足不了设计要求，采用深孔静压注水，即便加渗透棒，也难以取得良好效果。4〕回采工作面在生产过程中，前方3-5m卸压带次生裂隙发育，透水性强，采用浅孔高压注水可收到良好效果。5〕芦岭矿8、9煤松软破碎，9煤顶板更是十分破碎，采用煤壁注水对防止片帮、漏顶，改善煤质也有较大作用。3.2.2煤层注水技术方案在充分考虑以上因素的根底上，芦岭矿结合生产作业方案和井下客观条件，经过系统、周密的设计，制定出了一套比拟适合本矿井实际条件的煤壁浅孔高压注水技术方案，并在长期的生产实践中进行了有效的实施，已经取得了理想的效果。1〕在II914工作面进行9煤煤层注水试验，在工作面回风巷分别测试注水前后煤层含水率、各工序的粉尘浓度；测试注水期间的注水压力、单孔注水时间及单孔注水量、循环注水时间及循环注水量；分析注水效果，总结经验与缺乏。2〕在II824-1工作面进行8煤煤层注水试验，分析注水效果，对8、9煤进行比照分析，进一步总结经验与缺乏。3〕分别选取8、9煤掘进工作面进行煤层注水试验，形成较为系统的煤层注水理论。3.3芦岭煤矿煤壁浅孔高压注水技术方案的实施近年来，芦岭矿将以上制定的煤层注水技术方案广泛应用于全矿井各个回采工作面和局部掘进工作面的施工过程中，取得了非常理想的效果。通过不断的生产实践检验和经验积累，已经逐渐形成了一套适合本矿井煤层条件的实用煤层注水技术体系。本文仅以进行试验的II914工作面和II824-1工作面为例，较全面地探讨和分析其注水工作的全过程和相关技术体系。3.3.1试验工作面概况1〕II914工作面：工作面走向长986米，倾斜长105米，平均倾角20度，平均煤厚2.4米，采高2.0米；工作面老顶为采空区冒落带，直接顶为砂质泥岩，伪顶为泥岩，直接底为砂质泥岩；工作面采用走向长壁全部垮落采煤法，人工手镐落煤；工作面支护形式为单体液压支柱配合∏型钢对子棚支护。2〕II824-1工作面：工作面走向长630米，倾斜长180米，平均倾角12度，平均煤厚10.3米，采高2.1米；工作面老顶细砂岩，直接顶为泥岩，伪顶为炭质泥岩，直接底为砂质泥岩；工作面采用走向长壁倾斜分层全部垮落采煤法，人工手镐落煤；工作面支护形式为单体液压支柱配合金属铰接顶梁走向棚支护。3.3.2煤层注水工艺流程1〕所需设备、器具注水工艺所需设备有：风动钻机或煤电钻1台、1ｍ长螺旋钻杆5-8根；自动膨胀式封孔管１根、回采工作面原有液压泵站及输液管路系统、水表和压力表。2〕钻孔布置根据煤层厚度、硬度、顶底板情况和透水性确定钻孔在煤层中的位置，沿煤壁每隔4-6m施工一个钻孔，钻孔间距不宜过近，以免出现注水时高压水从邻近孔涌出，导致注水效果差；每作业循环施工一次。对于9煤工作面，钻孔可在煤壁中部水平布置，不宜过于偏上，原因有两个：一是如果偏上，注水时容易从顶板流出，效果不好；二是由于注水压力非常高，注入的高压水完全可以到达9煤顶板，并可以渗入顶板裂隙中。对于8煤顶分层工作面，宜下向布置，以便湿润下部煤体；对于放顶煤工作面那么应该靠上布置，以湿润上部煤体。试验工作面钻孔布置参数见表1。表1工作面钻孔布置参数表工作面工作面钻孔钻孔钻孔钻孔长度个数间距长度倾角名称/m/个/m/m/〔0〕II91412028450II824-12303967-53〕封孔与注水煤层注水的效果很大程度上取决于封孔方法及封孔质量。常用的封孔方法有：水泥砂浆封孔、合成材料封孔和封孔器封孔。对于机、风巷长钻孔，由于钻孔效劳期限长，可采用水泥砂浆封孔、合成材料封孔，但在工作面煤壁，那么只宜采用封孔器封孔，这是一种行之有效、操作简单的封孔方法，封孔器在钻孔中的工作情况如图2。实现封孔成功的两个关键，一是封孔器局部注水膨胀后能够密封住钻孔，不漏水；二是保证注水期间钢管局部的钻孔不塌陷。这就要求封孔器注水膨胀后，其膨胀压力要在5-8Mpa，低于煤体强度，不压碎煤体，并能很好地与煤壁接触。图2封孔器封孔状态示意

1—封孔器；2—液压管；3—钻孔；4—封孔器出水口封孔器的结构如图3所示，其工作原理是：从液压管路出来的压力水经过封孔器的胶管作用于球阀(单向阀)上，由于球阀被弹簧压紧，在水的压力没有到达一定的值(阀限定值)时，球阀不能被翻开，这时胶管内的压力升高，胶管膨胀，直到与钻孔的孔壁贴紧为止。当压力到达阀限定值时，封孔器就封住了钻孔，这时压力翻开球阀，水经喷嘴注入钻孔。注水结束后，封孔器胶管内的压力下降，胶管依靠自身弹性收缩，封孔器即可从钻孔内取出。

图3封孔器结构图

1—喷嘴；2—弹簧；3—轴承；4—支座；5—芯子；6—胶管；7—适配器注水在回采工作面检修期间，利用现成的液压系统，将液压管路与自动膨胀式封孔管连接〔见图4〕。钻孔打好后，将封孔管插入钻孔，在液压低于5MPa时，管路不通，自然膨胀，从而贴紧钻孔孔壁，起到封孔作用；液压达5MPa以上时，封孔管前端阀门自动翻开，向孔内注水；封孔深度一般为1m以上。该工序只需2人即可。图4煤层注水示意图4〕注水参数经过对两试验工作面的现场屡次测试，取得的注水根本参数见表2。表2工作面注水参数表工作面工作面注水注水单孔循环长度时间压力注水量注水量名称/m/min/MPa/m3/m3II91412011070.318.5II824-123016060.4316.8值得注意的是，液压泵输出的压力控制在10Mpa以下，注水压力在5-8Mpa为宜。压力过大一方面容易导致封孔管损坏，另一方面注水时容易从煤壁倒流，影响注水效果。3.3.3降尘机理分析煤壁浅孔高压注水的除尘机理包括以下3个方面：〔1〕芦岭矿8、9煤层自然孔隙率低，且煤体十分松软、透水性差，静压注水难度大，效果差，采用煤壁浅孔高压注水，由于回采工作面煤壁前方存在大量的次生裂隙，再加上高压水的压裂作用，可大大增强煤体的透水性，提高注水效果。〔2〕注入煤体的水可以湿润煤体中的原生煤尘，并包裹煤的细小颗粒，当开采时能有效防止煤尘飞扬，从而使工作面回采期间的产尘量大大降低。〔3〕水注入煤体后，煤-水-瓦斯共同作用形成一种固-液-气三相耦合状态，导致煤体的塑性增强、脆性降低，在煤体破碎过程中，产尘量也将将有效地降低。3.3.4芦岭煤矿煤壁浅孔高压注水技术的应用效果分析1)降尘效果芦岭矿采用煤壁浅孔高压注水技术后，回采工作面的粉尘浓度大为降低，工作面作业环境大为改善，深受广阔干部、职工的欢送。下面以试验的两个工作面为例，说明注水的降尘效果。煤壁浅孔高压注水效果见表3。表3工作面注水效果表原始静压注浅孔注平均粉降尘率工作面含水水后含水后含尘浓度名称率/%水率/%水率/%/mg.m-3/%II9141.351.643.628.774.7II824-11.161.583.896.982.3