06巴彦高勒初设 通风与安全C1811B.doc

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1、巴彦高勒矿井初步设计 第六章 通风与安全第六章 通风与安全第一节 瓦斯资源分析及瓦斯涌出量计算一、瓦斯资源分析据钻孔瓦斯测定成果（见表6-1-1），煤层甲烷含量在0.000.13ml/g燃之间。自然瓦斯成分中甲烷在0.0023.24%之间，瓦斯分带为二氧化碳氮气带及氮气沼气带。各煤层瓦斯含量均较低，应属低瓦斯矿井。钻孔瓦斯测试成果表表6-1-1煤层号瓦斯含量(ml/g.燃)自然瓦斯成分(%)瓦斯分带CH4CO2C2-C6CH4CO2N2C2-C62-10.010.01（1）0.020.02（1）3.693.69（1）0.660.66（1）95.6595.65（1）0.00（1）二氧化碳-氮气带

2、2-2中0.030.03（1）0.020.02（1）4.434.43（1）3.773.77（1）91.8191.81（1）0.00（1）二氧化碳-氮气带3-10.00-0.110.042（7）0.02-0.050.04（7）0.00-9.272.38（7）0.72-6.533.23（7）89.16-98.8594.39（7）0.00（7）二氧化碳-氮气带4-10.00-0.030.02（4）0.01-0.070.03（4）0.00-2.731.38（4）0.95-8.694.63（4）88.57-97.7094.00（4）0.00（4）二氧化碳-氮气带4-1下 0.040.04（1）0.030

3、.03（1）0.690.69（1）5.025.02（1）94.2894.28（1）0.00（1）二氧化碳-氮气带4-2上0.03-0.130.08（2）0.01-0.140.08（2）0.47-4.522.50（2）1.78-2.412.10（2）93.07-97.7595.41（2）0.00（2）二氧化碳-氮气带4-2中0.030.03（9）0.030.03（1）5.205.20（1）4.844.84（1）89.9689.96（1）0.00（1）二氧化碳-氮气带5-10.00-0.110.05（4）0.01-0.070.03（4）0.92-23.247.20（4）1.16-7.713.97（

4、4）74.11-96.3488.83（4）0.00（4）二氧化碳-氮气带氮气-沼气带二、瓦斯涌出量计算设计依据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006），采用分源法预测回采及掘进工作面瓦斯涌出量。 1、回采工作面瓦斯涌出量q采 回采工作面瓦斯涌出量q采由开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量q 1和回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量q 2两部分组成，即：q采q采1+q 采2 （1）开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量q 1q采1K1K2K3 （W0-Wc）式中：q采1开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t； K1围岩瓦斯涌出系数，取K11.2； K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，K21/，为工作面回采率，3

5、-1煤取0.93。K3准备巷道预排瓦斯影响系数，K3（L-2h）/L ；式中：L回采工作面长度； 工作面长度均为300m；h掘进巷预排等值宽度，取h23m。代入各参数：K3 （300-223）/3000.85m开采层厚度，3-1煤5.8m；M工作面采高，3-1煤5.8m；W0煤层原始瓦斯含量，3-1煤0.000.11m3/t，取0.11 m3/t；WC煤层残存瓦斯含量，3-1煤取0.004m3/t；11盘区3-1煤一个工作面瓦斯涌出量q1：q采1（3-1）=1.201.080.85(0.11-0.004)=0.117m3/t。（2）回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量q211盘区3-1煤层之下的4-1

6、煤层与开采煤层平行分布，因此设计考虑4-1煤层瓦斯涌出量对3-1煤开采的影响。 Q采2= Ki(W0i- Wci)式中：q采2回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量，m3/t； mi第i个邻近煤层的厚度，4-1煤2.52m；M开采煤层的厚度，3-1煤平均为5.38m； Woi第i个邻近煤层的瓦斯含量，4-1煤为0.03m3/t； Wci第i个邻近煤层的残存瓦斯含量，取，即Wci0.004； Ki第i个邻近煤层受采动影响的瓦斯排放率。Ki=1-hi/hp； hi第i个邻近煤层距开采层的垂直距离。根据地质报告：首采区内3-1煤距离4-1煤约为35m； hP受开采层采动影响，临近层能向工作面涌出卸压瓦斯的岩层

7、破坏范围，m。根据煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册，hp=3560，取平均值48。 3-1煤邻近煤层4-1煤瓦斯涌出量q2：q采2（3-1）=（1-）（0.03-0.004）=0.003m3/t 则3-1煤回采工作面的瓦斯涌出总量为： q采=q采1+ q采2=0.117+0.003=0.120m3/t；2、掘进工作面瓦斯涌出量预测q掘（1）顺槽综掘工作面瓦斯涌出量q顺掘q顺掘q掘1q掘2式中：q掘1掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min， q掘2掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min。 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量q掘1：q掘1DVq0（2-1）式中：D巷道断面内暴露煤面的周边长度，取11.5m； V巷道

8、平均掘进速度，0.02 m/min； L掘进巷道长度，本矿巷道均采用全封闭式支护，暴露段长度按5m计； q0暴露煤壁初始瓦斯涌出强度，取0.005m3/m2min；q掘1（3-1）11.50.020.005（2-1）0.035m3/min； 掘进巷道落煤瓦斯涌出量q掘2q掘2SV（W0-Wc）式中：S掘进巷道断面积， 3-1煤取21.2m2； V巷道平均掘进速度，0.02m/min； 煤的密度，3-1煤1.27t/m3；W0煤层原始瓦斯含量，3-1煤0.000.11m3/t，取0.11 m3/t；WC煤层残存瓦斯含量，3-1煤取0.004m3/t；代入各参数：q掘2（3-1）21.20.021

9、.27（0.11-0.004）0.057m3/min；综合上述计算结果，顺槽综掘工作面瓦斯涌出量为：q顺掘（3-1）0.035+0.0570.092m3/min3、生产盘区瓦斯涌出量预测 q盘K（Ai+1440）/A0式中：q盘盘区相对瓦斯涌出量，m3/t； K生产盘区采空区瓦斯涌出系数，取1.2； q采i第i个回采面的瓦斯涌出量，3-1煤综采面为0.12m3/t；Ai第i个回采面的平均日产量，3-1煤综采面为12455t/d；q掘i第i个掘进工作面的瓦斯涌出量，3-1煤综掘面为0.092m3/min； A0生产盘区平均日回采煤量和掘进煤量之和，13606t/d。 设计初期以1个生产盘区、1个

10、综采工作面、3个综掘工作面、1个普掘工作面保证矿井的设计生产能力和生产接替。生产盘区相对瓦斯涌出量：Q采1.20(0.1212455+14400.0924)/136060.179m3/t4、矿井相对瓦斯涌出量预测 q矿KA0i/式中：q矿矿井相对瓦斯涌出量，m3/t； K已采采空区瓦斯涌出系数，取1.20。 代入各参数：q矿1.200.1790.21m3/t； 矿井最大绝对瓦斯涌出量预测：Q0.2113606/（2460）2.03m 3/min 按照煤矿安全规程第一百三十三条规定，本矿井相对瓦斯涌出量为0.21m3/t，绝对瓦斯涌出量为2.03m3/min，矿井属于低瓦斯矿井。三、其它开采技术

11、条件（一）煤尘井田内各可采煤层的挥发分产率较高，一般在3040%，属易爆炸煤层。WJ03、WJ14、BJ08号钻孔中煤尘爆炸性试验结果：当火焰长度400mm时，抑止煤尘爆炸最低岩粉量为6075%，说明井田内各煤层的煤尘均有爆炸危险性。（二）煤的自燃据钻孔煤芯样自燃趋势测试结果（见表1-2-5）：煤吸氧量在0.670.86cm3/g，自燃等级为级，自燃倾向性为容易自燃自燃。（三）地温据对8个钻孔进行的简易地温测量结果表明：最大地温梯度为2.9/100m，最小地温梯度为2.2/100m，均小于3/100m，属正常地温区，无高温异常。但深部地温最大超过30，对开采有一定程度影响。第二节矿井通风一、通

12、风方式和通风系统根据矿井开拓方式、盘区布置及接替安排，结合通风系统，确定矿井通风方式为中央并列式抽出式通风。矿井投产时，11盘区一个3-1煤工作面，保证矿井4.00Mt/a的生产能力。矿井通风系统为主、副立井进风，经井底车场主运输、辅助运输大巷主、辅助运输顺槽工作面回风顺槽回风大巷，回风立井回风。矿井初期和后期通风系统见图6-2-1、 6-2-2。二、风井本矿井初期设一个回风立井，服务一、二、五盘区。后期增加一回风立井，服务三、四盘区。三、掘进通风及硐室通风巷道掘进采用局部通风机压入式通风。每个掘进工作面配备2台局部通风机，1用1备。井下爆炸材料库、盘区变电所、加油硐室等采用独立通风，其它硐室

13、均采用串联和扩散通风。四、矿井风量、负压及等积孔的计算（一）矿井风量计算矿井风量按投产11盘区1个3-1煤工作面，并配备3煤巷综掘工作面和1个普掘工作面进行计算。1、按井下同时工作的最多人数计算Q总=4NK=42001.5=1200 m3/min=20m3/s式中：Q总矿井总风量，m3/s；4每人每分钟供风标准，4m3/min；N同时下井人数，200人（交接班时最多人数）；K漏风系数，1.5。中煤国际工程集团武汉设计研究院 6-572、按采、掘工作面、硐室及其它地点实际需风量计算（1）综采工作面所需风量Q采a、按瓦斯涌出量计算Q采=100q采K c 式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/min；

14、q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，工作面年产量： 3-1煤按4.Mt/a计算，则工作面绝对瓦斯涌出量为1.01in；Kc备用风量系数，取1.5。Q采（3-1）=1001.01=303 m3/min=2.6sb、按工作面温度计算采煤工作面空气温度按1823考虑，对应的工作面适宜风速为0.81.5m/s。Q采=60V采S采 m3/s式中：V采采煤工作面适宜风速，1.01.5m/s，取1.2m/s；S采采煤工作面的平均有效断面，3-1煤工作面24.8m2。 Q采=601.224.8=1785.6m3/min=29.76m3/sc、按最大班作业人数计算Q采4N，m3/min式中：N采煤工作面同时工作的最多

15、人数，取交接班时47人；则Q 采447188m3/min=3.1 m3/sd、按风速进行验算条件：0.25S采Q采4.0S采, m3/s0.2524.8Q采4.024.8，则Q采=6.299.2m3/s综合以上几个因素，按照大断面、大风量、低负压的要求，3-1煤综采工作面需风量取Q采=35m3/s。（2）掘进工作面所需风量Q掘本矿井属低瓦斯矿井，瓦斯含量极低，不能据瓦斯涌出量计算掘进工作面配风量。a、根据巷道最大掘进断面21.2m2，风量应满足以下要求：15S掘Q掘240S掘 319.5m3/minQ掘5112m3/min ，即5.3 m3/sQ掘85m3/sb、按局部通风机吸风量计算：Q掘=

16、QtIkt式中：Qt掘进面局部通风机额定风量，m3/min；普掘工作面取300，综掘工作面取400；I 掘进面同时运转的局部通风机台数，取1台；kt为防止局部通风机吸循环的风量备用吸收，一般取1.21.3，进风巷无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3；本矿低瓦斯矿井，取1.2；经计算，普掘工作面Q掘=6 m3/s，综掘工作面Q掘=8 m3/s。设计普掘工作面风量为6m3/s，综掘工作面风量为8m3/s；本矿井投产时，掘进工作面配风按3综掘面和1普掘面考虑，共计Q掘=83+61=30。（3）独立通风硐室所需风量Q硐加油硐室、盘区变电所、井下爆破材料库等硐室配风按最小允许风速验算，设计硐室配风

17、量各取3m3/s。本矿井下投产设1个无轨胶轮车加油硐室、1个盘区变电所、1个爆破材料库，独立通风硐室需风量Q硐=33=9 m3/s。（4）无轨胶轮车需风量Q车根据设计计算，本矿井下同时工作有16台防爆无轨胶轮车运输，平均每台功率50kw，需风量按以下两种方法计算并取大值。 按单位功率的需风量指标计算根据煤矿用防爆柴油机无轨胶轮车安全使用规范（AQ1064-2008）有关配风规定，行驶车辆的巷道，应按同时运行的最多车辆数增加巷道配风，配风量不小于4m3/minkW。本矿井井下辅助运输为防爆无轨胶轮车，按单位功率的需风量指标计算。Q车q0N式中:q0单位功率的供风指标，取4 m3/min；N各种柴

18、油设备按使用时间比例的总功率，kW；本矿井投产时井上、下共有16台胶轮车同时工作，大部分为65kW；N=N1k1N2k2NnknNiki式中：Ni各种柴油设备的额定功率，kW；Ki各种柴油设备每小时作业的百分比，；取70%；N=650.716=728kWQ车q0N72843057.6m3/min=48.5m3/s，取Q车49 m3/s。按柴油机设备说明书计算风量第一台柴油机设备按5.0m3/min.kw供风量计算为250m3/min，第二台柴油机设备按第一台的75计算风量，第三台及以后各台均按第一台的50计算风量。则：Q车=250（1755014）2187.5m3/min=36.5 m3/s根

19、据上述计算，矿井防爆无轨胶轮车需风量取Q车=49m3/s（5）其它需风量其它需风量，取10m3/s。综合以上分析和计算，同时考虑1个备用接替工作面的风量，3-1煤接替工作面风量为18m3/s，则矿井总风量为：矿井风量：Q总=（Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q车+Q其它）K漏 =（35+17+30+9+49+10）1.2 =180m3/s，取180m3/s式中：K漏漏风系数，取1.2；Q备接替工作面风量，取工作面风量的1/2，3-1煤17 m3/s；矿井投产总风量180m3/s，其中主井进风量为120m3/s，副井进风量为60m3/s。矿井风量配备见表6-2-1。（二）矿井负压计算1、通风阻力（1）摩

20、擦阻力根据有关规定，矿井通风摩擦阻力按下式计算h=R2矿井风量分配表表6-2-1用风类别用风地点数量配风量（m3/s）采煤综采工作面135接替工作面217小 计352掘进综掘工作面338普掘工作面116小 计430硐室加油硐室13盘区变电所13爆破材料库13小 计49其它车场、大巷无轨胶轮车49其 它10漏风量（0.2）30小计89合 计180式中：h摩擦阻力，Pa；摩擦阻力系数，N.S2/ m4；巷道长度，m；井巷断面净周长，m；通过井巷风量，m3/s；井巷断面积，m2； R井巷摩擦风阻，N. S2/ m8；（2）局部阻力矿井的局部阻力按摩擦阻力的15%计算，矿井投产后通风容易时期和困难时期

21、负压计算详见表6-2-2、3。矿井通风负压计算结果：容易时期，矿井总风量180m3/s，负压h=1313.8Pa。困难时期，矿井总风量180m3/s，负压h=2234.3Pa。2、自然风压本矿井主要进风井副立井地面标高+1273m，回风立井位于同一场地，井口标高+1272m，井深613m，故矿井自然风压按下式计算：Hn= 式中：Hn矿井自然风压，Pa；进风侧某分段垂高，m；进风侧某分段平均密度，kg/m3，按公式计算；回风风侧某分段垂高，m；回风侧某分段平均密度，kg/m3，按公式计算；重力加速度，m/s2井口大气压按海拔每升高100m，大气压下降1000Pa计算，本矿井井口大气压为：P=P0

22、-12731000/100 =101325-12730=88595Pa。经计算，本矿井自然风压计算见表6-2-4。矿井自然风压计算表表6-2-4时期平均压强（Pa）进风井平均温度（）回风井平均温度（）进风侧密度（kg/m3）回风侧密度（kg/m3）进风井高度（m）回风井高度（m）自然风压（Pa）冬天8859516221.068 1.046 612613-120.0夏天8859528301.026 1.019 61261330.6 本矿井冬季自然风压较大，对通风有利，对通风机的选择有一定影响。（三）矿井等积孔计算矿井通风等积孔按下式计算。A=式中： A等积孔面积，m2；通风机风量，m3/s； h

23、1、h2各通风机风压，Pa。经计算：矿井初期投产时：A=5.91m2；矿井后期生产时：A=4.53m2；矿井通风在初期投产、后期生产时通风难易程度均为容易。五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施1、通风设施为保证矿井通风系统的正常运转，保证各用风地点的配风量，设计中考虑了风门、调节风门等通风设施；对废弃巷道应按煤矿安全规程的规定进行密闭。同时，为了保证矿井出现灾害时能实现有控制反风，设计考虑了反风系统所需要的反风风门。2、防止漏风措施为减少矿井漏风，本设计考虑了以下措施；（1）各类风门均采用双道风门；（2）配设专门的通风系统和通风设施管理维护人员；（3）回采工作面停采后应按要求进行密闭，尽量提

24、高采空区的密实程度，有效阻止采空区漏风。3、降低风阻措施优化井巷支护形式，改善巷道维护状况，要求采用先进的施工技术，降低巷道摩擦阻力系数，设计中尽量缩短风路长度，巷道断面选择在保证巷道风速为经济风速的前提下适当加大，同时应及时清除巷道中的废弃物，保持井巷畅通。六、反风方式及反风设施矿井的反风一般是在矿井发生火灾时进行。矿井反风方式分全矿井反风和工作面局部反风。全矿井反风是在井下发生重大火灾时，通过对旋式轴流通风机反转并配合反风绞车及反风闸门等反风装置进行反风，利用其压力实现风流自风井进入，自主副井排出的情况。工作面局部反风是工作面发生局部火情，利用顺槽与大巷之间的联络巷等处的双向双道风门等通风

25、设施实现。工作面的风流自工作面回风顺槽进入，至工作面运输顺槽和辅助运输顺槽排出的情况，以减少火情对工作面的影响。此外，设计对井下各种风门采用遥测监控，对双道风门采用机械联锁，即一道风门打开，另一道风门必须关闭，当打开的风门处于未关闭状态时，另一道风门不能打开。第三节 矿井瓦斯灾害防治按照煤矿安全规程第一百三十三条规定，本矿井相对瓦斯涌出量为0.21m3/t，绝对瓦斯涌出量为2.03m3/min，矿井属于低瓦斯矿井。一、防止瓦斯积聚的措施采掘巷道瓦斯超限的原因主要是通风不好引起的，其次是发生瓦斯局部积聚和瓦斯突然涌出，为此，采取如下措施预防：1、防止掘进工作面瓦斯积聚在掘进巷道中最常遇到的瓦斯积

26、聚形式有巷道顶板附近和支架附近空洞的积聚；在报废的风巷和采空区连接处积聚；钻孔中和打钻时的孔口附近积聚；防止瓦斯积聚除采用独立通风外，尚需采取以下措施：（1）全面地增加风速，在一般瓦斯涌出情况下保证顶板风速不小于0.5m/s。当风速不能满足要求时，需采取靠顶板挂倾斜挡板、风幛等措施，局部提高风速。（2）巷道掘进时，采用光面爆破，对超挖部分以不燃材料填实，消除空洞。（3）报废的巷道应及时封闭，防止回风巷和采空区联络处瓦斯积聚。需重新启用时必须按有关规定先加强通风，确认瓦斯不超限后才可重新施工。（4）掘进工作面局部通风机必须设置在进风口侧新鲜风流处，防止产生循环风。风筒出口应随工作面推进及时移动，

27、确保掘进工作面有足够风量。2、防止回采工作面瓦斯超限（1）采用独立通风，保证风量及风速满足煤矿安全规程要求。（2）在回采工作面与回风巷连接处（上隅角）附近设置一道木板隔墙或抗静电风幛，使一部分风流清洗上隅角，防止瓦斯积聚。（3）辅运、主运顺槽进风，回风顺槽回风，以保证大功率机电设备运行的安全性，有利于瓦斯排放。3、防止其它巷道瓦斯超限（1）独头巷道扩散通风距离不得超过6m，且巷道宽度不得小于1.5m，巷道不得有瓦斯涌出，并经常检查瓦斯是否超限。（2）所有巷道风速必须符合煤矿安全规程要求。（3）对已报废或暂时不用的巷道和硐室，必须及时密闭，并设置警示标志，经常检查密闭效果。（4）加强井下煤仓上下

28、口的通风，以稀释瓦斯等有害气体，煤仓有多个放煤口时，必须轮换使用，防止放煤口上方瓦斯积聚及积煤自燃引起瓦斯爆炸。二、防止瓦斯爆炸措施1、严禁将烟火带入井下，不许在井下使用明火；2、地面井口房和通风机房附近20m范围内禁止明火；3、井口房设有消火栓及手提式灭火器；严禁用灯泡、电炉等取暖；4、地面井口房内不得从事电焊、气焊等工作。如果必须进行，则必须遵守煤矿安全规程第206条的规定；5、瓦斯矿井的电气设备要符合煤矿安全规程关于防爆性能的规定；6、严禁地面各式各样火种进入井下，严格控制各种火源的产生，井下严禁使用可产生静电的材料；7、严格执行放炮制度，消除放炮时产生的火焰和电气火源；8、消除车辆、设

29、备及金属强烈碰撞等产生的火源；9、其它同防止煤尘爆炸措施。第四节 矿井火灾防治一、煤层的自燃倾向性等级据钻孔煤芯样自燃趋势测试结果（见表6-4-1）：煤吸氧量在0.670.86cm3/g，自燃等级为级，自燃倾向性为容易自燃自燃。煤层易发生自燃的主要因素有：（1）煤的变质程度较低，挥发分较高，含氧较高。（2）煤中丝炭含量较高，吸氧性强，易氧化。（3）煤层中所含黄铁矿结核及薄膜在潮湿状态下氧化放热促进煤的自燃。故今后生产过程中应以容易自燃煤层对各可采煤层进行管理。自燃趋势试验成果表表6-4-1 煤层号煤吸氧量cm3/g自然等级自燃倾向2-10.80(1)容易自燃3-10.71-0.740.73（3

30、）容易自燃4-10.860.86（2）容易自燃4-2上0.670.67（1）自燃4-2中0.760.76（1）容易自燃4-2下0.760.76（1）容易自燃5-10.75-0.800.78（2）容易自燃5-2上0.710.71（1）容易自燃二、煤层自然发火的防治措施（一）煤层自燃防治措施选择本着预防为主的方针，根据煤矿安全规程、国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于加强煤矿防灭火工作的通知（安监总煤行 2008 161号文件）及AQ1055-2008要求，设计考虑对煤层自然发火，采取以黄泥（粉煤灰）灌浆为主，注氮等防灭火方法为辅，加强安全监测、监控等综合防治措施。（二）灌浆防灭火1、根据本矿井情

31、况，设计对传统黄泥灌浆与多功能灌浆注胶等方案进行了比较： （1）黄泥灌浆系统：黄泥灌浆是煤矿最主要的防灭火手段之一，其原理是泥浆中的水份吸收大量热，起到灭火降温的作用，黄土覆盖浮煤表面，起隔氧阻止氧化的作用。灌浆防灭火时，泥浆浓度对注浆防灭火的效果影响很大，泥浆浓度越大效果越好。传统黄泥灌浆水土比较大，浆液浓度较低，致使浆液流失量大，灌浆效率低，而且，灌注黄泥浆时还存在的“拉沟”现象，在较大空间内不易有效地堆积，下部煤层开采时容易发生“溃浆”事故。在注浆过程中，有时会出现漏、跑浆情况，一般情况下漏浆、跑浆问题要靠工人巡视注浆管线来检查，劳动强度很大，发现漏浆、跑浆时也很难及时通知井上的注浆站，

32、至于井下的漏浆、跑浆更不易被发现。（2）灌浆注胶系统：目前煤矿使用的防灭火灌浆注胶的胶体主要有以下四种：1）“凝胶”是以硅胶为主体，由基料（水玻璃）、促凝剂（碳酸氢钠）、增强剂（黄土或粉煤灰等）和水按比例混合而成。2）“稠化胶体”由稠化悬浮剂（JXF1930）、黄土或粉煤灰和水按比例混合而成。3）“复合胶体”由胶凝剂（FCJ12）、黄土或粉煤灰和水按比例混合而成。4）“高分子胶体”由灭火剂（MCJ12）和水按比例混合而成。灌浆注胶的胶体中各种材料所起的作用主要如下：1）水作为溶剂，所起的主要作用是将各种成胶材料通过管路输送到指定地点，并起到吸热降温作用。2）粉煤灰或黄土作为主要充填物，起到充填

33、浮煤孔隙，包裹煤体，隔绝煤氧接触，阻隔火势的发展和蔓延，并有利于再生顶板的形成。3）胶体外加剂的主要作用是对水、粉煤灰或黄土浆液进行改性，提高其利用率，并改善其防灭火效能，避免“溃水、溃浆”等次生事故的发生。灌浆注胶的胶体防灭火技术：1）灭火速度快：由于胶体独特的灭火性能,其灭火速度很快,通常巷道小范围的火仅需几小时即可扑灭,工作面后方大范围的火也只需几天即可扑灭。2）安全性好：胶体在松散煤体内胶凝固化、堵塞漏风通道,故有害气体消失快；在高温下，胶体不会产生大量水蒸汽,不存在水煤气爆炸和水蒸汽伤人危险。3）火区启封时间短：注胶灭火工程实施完，即可启封火区。4）火区复燃性低：高温区内只要有胶体渗

34、透到的地点都不会复燃。综上所述，设计选用水灰比相对较小，灌浆效果好，防灭火性能可靠，可有效避免“溃水、溃浆”等次生事故发生的灌浆注胶系统作为本矿井的注浆方案。2、多功能灌浆注胶防灭火系统有地面固定式和井下移动式：1）地面固定式灌浆、注胶防灭火系统虽然地面需建设固定设施、需铺设较长的灌浆管路，系统投资较大，管路如堵塞，处理难度大；但是系统运行稳定，自动化程度高，水、电及注浆原料（黄土或砂土或电厂粉煤灰）供应稳定、充足；通过管道输送至井下注浆流量大，黄土或砂土或电厂粉煤灰等用量较大的防灭火原材料不需井下运输，井下仅需运送添加用量较少的促凝剂或胶凝剂，工作量小。2）井下移动式灌浆、注胶防灭火系统系统

35、投资小、移动方便、灭火时反应快，井下的水、电都很方便，系统安装所需的空间很小；但井下运输制浆原料不便，设备安装运行及材料运输均不能迅速实施，且灌浆流量小，防灭火原材料运输量大，使得灭火效率降低。鉴于本矿井井田范围大，产量高，防灭火地点分散、灌浆需要量较大，为了便于调用大量浆液对有发火危险区域进行高强度灌注，将自然发火危险消灭在萌芽状态，并方便管理，提高自动化程度，设计选用地面固定集中式多功能灌浆注胶防灭火系统。3、灌浆量计算及选择（1）灌浆工作制度：每天3班工作，每班纯灌浆时间为3.5h。（2）灌浆材料：电厂炉灰（电厂粉煤灰）。（3）日灌浆所需电厂炉灰量：根据采煤工作面参数， 3-1煤需要电厂

36、炉灰量291m3/d，（4）灰水比：根据矿井的实际灌浆效果，确定灰水比为1：1.5。（5）每日制灰浆用水量（就近引用矿井排水用以制备灰浆）：3-1煤用水量为：Qs1=Qt=2911.5=437（m 3/d）式中： Qs制备灰浆用水量，m 3/d； Qt用炉灰量，m 3/d； 灰水比的倒数。每日灌浆用水量：Qs2= KsQt=1.22911.5=524（m 3/d）式中： Ks用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系数。每日灌浆量：每日灌浆量Qj1=(Qs1+ Qt )M=(291+437)95%=692(m3/d)式中：Qj1日灌浆量，m 3/d；Qt用炉灰量，m 3/d；M灰浆制成率,取0.95。3

37、-1煤小时灌浆量Qj2=692/(52)=69.2(m3/h)灰浆密度：所以总的灌浆量为：Q总=69.2m3/h4、灰浆制备（1）灌浆站设备选型根据矿井小时灌浆量，结合其它矿井灌浆经验及现有成熟的灌浆设备，本矿井设计选用2套MDZ-60地面固定式灌浆注胶防灭火系统，制备及灌浆能力为120 m3/h。（2）取灰方式灌浆用电厂炉灰存放在灌浆站附近带防雨棚的储灰场内，防雨棚储灰场面积设计为600 m2（长宽高30m20m6m）。灌浆站内采用轮式装载机进行机械取灰，将储灰场内粉煤灰铲运至给料机定量斗内。（3）灌浆站灌浆站布置在回风井附近。（4）MDZ-60地面固定式灌浆注胶防灭火系统主要设备包括：LW

38、521F型轮式装载机、ZSL-40型定量送料机、DT75型皮带输送机、ZLJ-60型胶体制备机、LJ-60C型滤浆机、4/3C-AH型渣浆泵、IS80-50-200型清水泵、WQ15-30-2.2型排污泵、控制系统、ZM-5/1.8G型煤矿用注浆机。（5）灰浆稠化工艺打开供水阀门，根据计划注浆的流量和浓度调整水量；通水一段时间后使用装载机（推土机）把粉煤灰从土场加入到定量送料机料箱内，定量送料机会按已设定的输送量把粉煤灰均匀送上输送机，输送机把粉煤灰送入制浆机；水也在制浆机的进料口位置加入，制浆机把水与粉煤灰混合、搅拌制成均匀浓度浆液，并将浆液中大于15mm的颗粒滤出；由悬浮剂添加机在制浆机出

39、口管加入悬浮剂，浆液与悬浮剂进入滤浆机后进行搅拌混合；浆液自流进入滤浆机，滤浆机将浆液中大于8mm的颗粒滤出，以免将输浆管路沉淀堵塞；合格浆液自流进入缓冲池，由渣浆泵（泥浆泵）送至井下注胶地点（灌浆站附近有钻孔可不使用泵送，由滤浆机出口管路直接自流入钻孔）。（6）灌浆站制浆系统与工艺流程见图6-4-1。4、灌浆管路选择及管网验算设计利用地面与井下灌浆点的自然压差进行灌浆，井下不再设灰浆泵。(1) 注浆管网在地面设注浆站，灰浆通过敷设在风井中的D15914无缝钢管下井，经工作面回风顺槽工作面采空区。经计算，井下平巷注浆干管选用D15914型无缝钢管，支管选用D1148型无缝钢管，管路采用快速管接

40、头连接。 (2)注浆系统管网验算根据灌浆管路直径、灰水比及灰浆密度，灰浆在D15914管路中的临界速度约为1.412m/s，在D1148管路中的临界速度约为1.230m/s。1) D15914灌浆管路实际最小流速：V1=4Qj2/(3600d12)=485/(36000.1392)缓冲池制浆机水池清水泵悬浮剂悬浮剂添加机流量计、电动阀装载机、汽车渣浆泵煤矿用注浆机注 浆 管 路用浆地点井下皮带机定量送料机储灰场图6-4-1 灌浆站制浆系统与工艺流程地面胶凝剂渣浆泵缓冲池滤浆机滤浆机制浆机悬浮剂添加机皮带机定量送料机清水泵流量计、电动阀=1.561.412m/s临界速度。D1148灌浆管路实际最

41、小流速：V2=4Qj2/(3600d22)=460/(36000.0982)=2.21.230m/ d22)=469.2/(36000.0982)=2.551.230ms临界速度。为防止灰浆在管路中沉淀或堵塞，设计中管内灰浆的实际流速均大于临界流速，以保证灰浆在管路中正常流动。生产中应根据实际情况调整灰水比，以达到最佳的灌浆效果。为了保证灌浆管路畅通，每次灌浆完毕，须用清水将管道内冲洗，冲洗时间不应小于30min。同时，在灌浆管路的最低点设置放水闸门，每次冲洗后，应将管内的灰水放掉，以免沉积阻塞管路。2) 主要灌浆管路壁厚验算：垂直管路：式中：管壁厚度，mm；管路内直径，cm；管路最大工作压力

42、，kPa，P=10.79jH；j灰浆密度，t/m3；，H井深，m；许用压力，无缝钢管可取80098.067k Pa；因管壁不均匀的附加厚度，无缝钢管可取1.02.0mm；管路质量与壁厚不均的变动系数，取0.9。根据计算，所选注浆管路直径、厚度均满足要求。灌浆管路系统示意图见C1811G-281-1。5、供配电及控制注浆防灭火设备为救灾设备，属于二类负荷。设计采用双回AC380V低压电源线路供电，两回低压电源均采用YJV22-0.6/1kV 3240+1120交联聚乙烯电力电缆，直接引自工业场地中部10kV变电所0.38kV侧不同母线段。防火灌浆站内的低压配电设备，采用XLL2型低压配电柜。防火

43、灌浆站的自动控制设备，随机械设备成套供货。灌浆站所有设备运行参数，均以通讯方式接入矿井综合自动化控制网络，可实现自动化监控，无人值守。（三）制氮防灭火本矿井开采煤层属容易自燃自燃煤层。本着预防为主的方针，根据煤矿安全规程的要求，设计考虑对煤层自然发火进行综合防治，将拖管、间歇式注氮系统作为矿井防灭火的一种措施，并在井上下建立相应的防灭火安全监测、监控系统。1、设计依据本矿井采用以注氮作为防灭火的一项辅助措施，根据矿井开拓及盘区布置，装备2个综采放顶煤工作面，按一个面最大防火用氮量计算，约为1000m3/h。2、制氮系统设备方案根据矿井防灭火要求，对本矿井注氮系统选用深冷空分式、变压吸附式或膜分离式制氮设备进行了方案比较。深冷空分制氮，产氮效率较低，能耗大，设备投资大，需要庞大的厂房，且运行成本较高，不完全适合我国煤炭行业行情，设计不予推荐；变压吸附式和膜分离式制氮，各有利弊，膜分离式制氮系统流程简单，比变压吸附式少一个缓冲罐，体积小，维修费用少，但膜分离式制氮要求气源的压力高，对气源除油、除水、除尘的要求高，设备投资较多；而变压吸附式制氮系统，工艺简单，对