丰源煤矿一通三防专项设计.doc

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1、呼图壁县丰源煤矿一通三防专项设计呼图壁县丰源煤矿二O一 二年五月目 录第一章 概 况5一、交通位置5二、矿区地貌6三、矿区气象、水文6四、矿区域Z构造7第二章 井田境界概况7一、井田境界7二、井田小窑7三、该设计生产能力及服务年限8第三章 矿井开拓10一、开采现状10二、水平划分10三、采区划分10四、采区尺寸、巷道布置11五、该井巷道布置情况：12第四章 矿井通风13一、通风方式和通风系统13二、风井数目和位置13三、硐室通风13第五章 风量计算13一、计算原则13二、需风量计算14三、采煤工作面风量按下式计算：16四、矿井风量分配17五、矿井通风负压、等积孔计算18第六章 通风设施，防止漏

2、风和降低风阻的措施19第七章 主扇机的选择19一、通风机的风量计算19二、通风机的风压计算19三、通风机功率计算20四、电机功率计算20第八章矿井通风费用概算21一、主要通风机年耗电量计算21二、吨煤通风费用概算21第九章通风设施、防止漏风和降低风阻措施21一、通风设施21二、矿井通风设施管理21三、通风系统管理22四、防止漏风措施23五、降低风阻措施24六、反风24第十章 矿井温度24矿井通风容易时期负压计算表25矿井通风困难时期负压计算表26 呼图壁县丰源煤矿一通三防专项设计第一章 矿 井概 况 一、交通位置矿区属新疆维吾尔自治区昌吉回族自治州呼图壁县雀儿沟镇管辖，位于呼图壁县城西南90k

3、m处，矿区东西宽1.4km，南北长0.84km。面积1.17km2。中心地理坐标：东经：862759；北纬：43 4641。乌鲁木齐一伊宁市国道312线100km处与乌鲁木齐至奎屯高等级公路大丰镇向南60km即可到达矿区，其中大丰镇至雀儿沟镇矿区约45km为柏油路面，雀儿沟镇至矿区约15km为砂石路面，矿区至外部仅有一条原林场修的盘山简易公路，路窄道险，经常堵车，交通不太方便。详见交通位置图。 二、矿区地貌矿区位于天山北麓的中低山区，区内地形复杂，山势陡峻，切割强烈，白杨沟河近东西向横贯矿区南部，强烈切割岩层，形成深切割的白杨沟河河谷地貌特征。白杨沟河南为松树林带，沟北为陡峻的哈拉巴斯陶特力斯

4、嘎山脊，沟底至山脊顶部坡角达30度以上，部分地段为陡崖，攀登困难。矿区最高处海拔1932m，最低处为白杨沟底，海拔1598m，绝对高差334m，相对高差一般为250m300m。三、矿区气象、水文 矿区位于乌鲁木齐山前拗陷内，受山区气候的影响，矿区气候较湿润。据呼图壁河水文观测站的资料，94年年降水量为421.5mm，410月份为雨季，月平均降水量在31.4mm85.17mm间，年蒸发量为1317.1mm。年平均气温5.4。最高气温34.1；元月份最低气温23.9。每年10月底至11月初封冻，次年4月中、下旬解冻，最大冻土深度为1.4m。白杨沟内风力不大，一般34级。白杨沟河发源于天山雪峰，呈东

5、偏南约2530方向流经矿区南部，出矿区后，向东汇入呼图壁河，为常年性河流，河谷底是矿区的最低侵蚀基准面，在矿区两端狭窄，中部宽缓，呈VU字型谷，据呼图壁河水文站1994年在白杨河出口处观测计算资料，洪水期为6月、7月，月平均流量4.34m3s6.44m3s，最大洪水流量20m3s30m3s，枯水期为1月至次年4月，月平均流量为0.27m3s0.43m3s。可作为矿山生活用水及消防用水水源。四、矿区域Z构造矿区为一向北倾的缓倾斜单斜构造，倾向6左右，倾角1015，煤岩层沿走向有缓坡状弯曲。矿区内未见其它断裂构造，因此矿区属简单构造类型。第二章 井田境界概况一、井田境界 矿区位于呼图壁县城南西90

6、km处，行政区划属呼图壁县雀儿沟镇管辖。新增后矿区地理坐标：东经862759，北纬434641，矿区南北平均长0.84km。东西平均宽1.4km，面积1.17km2。四个拐点坐标如下：矿区范围拐点坐标拐点XY1485000029456380248495802945790034848700294575504484931029456380开采标高：+1649m水平至+1350m水平二、井田小窑根据丰源煤矿地质报告和1980年2002年的自多次实际资料和社会调查，存在多出小废窑，井巷深度一般为125m，最深约230m，垂深为60100m。该矿原生产井主井斜长370m，垂深110m；风井斜长395m，

7、垂深98m。遵照上级指于2008年6月已做充填封闭。该矿周边矿井：东为白杨沟原公司煤矿，西为白杨树煤矿，工业广场南侧惜源煤矿和克斯坦斯煤矿，为年产3万/吨的小煤矿，该矿区内有白杨河通过矿区。三、该设计生产能力及服务年限（一）储量根据地质报告、设计委托，结合井田内煤层的储量、开采技术条件、昌吉州煤炭市场的需求量等多方面因素综合考虑，并依据自治区新疆煤炭产业结构调整“十五”规划（新疆呼图壁县丰源煤矿规划井型为9万t/a），确定矿井设计生产能力为9万t/a。该井型从矿井可采储量分析满足其服务年限，满足设计规范要求，适应于新疆呼图壁县丰源煤矿的技术管理水平。本矿井B+C+D级储量3037.2万t。根据

8、采矿证圈定的限采深度为+1350m水平, 矿井工业储量为2969.62万t。由于井田内可采煤层从上至下依次为B5 、B6、B7 、B8号煤层。减去井筒、工业广场、和边界及阶段保安煤柱，采区回采率按悬移顶梁液压支架放顶煤采煤法，取75%，矿井可采储量为1559.05万t，+1500m水平以上可采储量为666.69万t；+1500m1475水平可采储量为892.36万t。根据勘探程度取1.5储量备用系数。整个矿井服务年限为：TZK/1.5A式中 ZK矿井可采储量，万t；A矿井设计生产能力，9万t/a。T=1559.05/(1.59)=115 (a)T1（+1500m水平以上）=150.5/91.5

9、=49（a）T2（+1500m1475水平）=538/91.5=66（a） 单位：万t煤层编号储量（资源量）（万吨）暂不能利用储量（资源量）B级(332)C级(332)D级(333)B+C级(332+333)B+C+D级(332+333)B/B+C+D%(332/332+333)B+C/B+C+D%(332+333/332+333)B5620.26581.511201.771201.7751.61100223.55B649.45106.0593.21155.5248.7119.8862.5220.5222.38B7429.59324.47754.06754.0656.97100111.42B8

10、494.91337.75832.56832.5659.44100223.21合计1594.211349.7893.212943.993037.254.9353.24578.6922.38矿井可采储量汇总表单位：万t水平煤层工业储量煤柱损失开采损失可采储量+1500m水平以上B5721.06180.27162.24378.56B6111.1627.7925.0158.36B7354.4188.6079.74186.06B883.2720.8218.7343.71小计1269.89317.47285.73666.69+1500m水平以下B5480.71120.18108.16252.37B669.

11、9817.4915.7436.74B7399.6599.9189.92209.82B8749.39187.35168.61393.43小计1699.73424.93382.44892.36合计2969.62742.41668.171559.05第三章 矿井开拓一、开采现状 丰源煤矿新矿界范围内，B1、B2煤层在东西1.4km范围内未开采过，B3、B4煤层仅在1585m水平有少量开采。该矿先开采上部的B3、B4煤层，开采顺序合理，因上部开采煤层后形成一定面积的采动影响区，为矿区今后的开发造成了隐患。二、水平划分根据煤层赋存情况及储量级别，将矿井划分为二个水平，一水平井底标高为+1500m，二水平

12、井底标高为+1350m。三、采区划分矿井划分为两个水平，每个水平布置一个单翼采区开采，各煤层采用石门联系。一水平布置三个区段开采。（一）、试生产采区数目、位置和工作面生产能力计算该矿为新疆煤炭产业结构调整“十五”规划改扩建矿井，矿井煤层赋存条件优越，可采煤层为B5 、B6、B7 、B8，均为厚中厚煤层，地质储量丰富，现采取综合机械化走向长壁采煤方法。矿井采用综合机械化放顶煤采煤方法，其产量将远远大于9万t，故从工作面产量、通风能力、防灭火设备等方面进行计算论证。矿井初期投产工作面布置在B5煤层东翼一区段，后退式回采。B5煤层平均厚度为11m，煤层倾角12，工作面长度56m，工作面开两次帮放一次

13、顶为一个循环，循环进尺1.2m，采煤机型号为MG150/375-W型，循环产量为：工作面生产能力按下式计算： 按工作面一日三个循环计算，年工作日330天，正规循环率80%：则年产量=792.93300.83=627976(t)则月产量627976/12=52331(t)；则日平均产量627976/330=1902(t)；年工作推进度3.63300.8=950.4(m)；月工作面推进度79.2(m)。经计算布置一个回采工作面和两个掘进工作面能满足矿井产量要求。本次设计按一日三个循环。B5煤层为自燃发火煤层，自燃发火期为6个月，工作面月推进度79.2m，工作面推进速度快，有利于工作面防灭火。通风能

14、力计算时，按最大产量进行计算，保证矿井安全生产。（二）、煤层分组、分层关系和开采顺序矿区只有一组煤。可采煤层从上至下依次为：B5、B6、B7、B8。开采顺序为从上至下，采区内后退式开采。四、采区尺寸、巷道布置矿井分两个采区，即上山采区、下山采区。上山采区范围为+1500m水平以上，采区走向长1628m。下山采区采区范围为+1500m水平至+1350m水平，采区走向长720m。首采面设在上山采区5号煤层东翼，沿+1545m水平煤层底板走向布置+500米回风顺槽，铺设单轨，轨型15kg/m，担负工作面回风和运料等。通过回风上山与+1571m回风大巷相连。在+1533m水平沿煤层底板走向布置+505

15、米运输顺槽，铺设带式输送机，担负工作面进风和运煤等，通过运输上山运至集中煤仓与主斜井相连。五、该井巷道布置情况：（一）井田开拓方式 矿井采用主副斜井水平石门开拓方式。设计将矿井布置一个水平上下山开采。（二）井筒用途及装备主斜井：斜长280m，倾角35沿煤层倾向布置在煤层地板岩层中。采用双箕斗提升。担负矿井的提煤任务并兼作矿井进风井。副斜井：斜长315m，倾角25沿煤层倾向布置在煤层地板岩层中采用单钩串车提升，担负矿井提升人员，运料，提矸,进风之用。井筒中设台阶、行人扶手，可作为矿井的安全出口。井筒内自井口向下每40m设一人躲避硐室，为方便上下人员，井筒内设人行台前、扶手、水沟等。立风井：垂深6

16、1m，井筒内设梯子间，作为矿井总回风和第二安全出口。井筒特征表井 筒名 称井口座标(m)井口标高(m)井筒倾角()断面积(m2)井筒支护XY净掘支护方式厚度(mm)主斜井484947929457147+16503515.1016.12锚喷100副斜进484917429457473+1640256.47.8锚喷100立风井484918529457107+1640904.927.9料砌300第四章 矿 井 通 风一、通风方式和通风系统1、该矿井采用矿井通风方式为并列式，通风方法为机械抽出式。由混合提升斜井和副斜井进风，立风井回风。2、副斜井口进风提升井巷井底车场1500运输石门通风上山+1533运

17、输顺槽和其它用风地点采区区段回风巷+1545回风顺槽+1571回风巷立风井主扇机地面二、风井数目和位置矿井采用并列式通风，只设一座风井。立风井位于混合提升斜井西侧35m处。三、硐室通风轨道上山绞车房为单独通风硐室。四、综采工作面风量计算一）、通风系统：新鲜风流主斜井和副斜井+1500运输石门运输上山（试产时间）+1533运输顺槽工作面+1545回风顺槽风桥回风上山上部立风井地面。二）、通风计算及风量分配矿井进风量计算根据煤矿安全规程要求计算后取其中最大值。（一）矿井风量计算1、按井下同时工作的最多人数计算Q矿进=4NK矿通/60=4601.25/60=5.0m3/s。 式中： N-井下同时工作

18、的最多人数，60人。 K矿通-矿井通风系数，取1.25。 2、按采煤、掘进、 硐室及其它地点实际需要风量的总和计算。Q矿井=(Q采+Q掘+Q 硐+Q其它)K矿通 (1)采煤工作面实际需要风量计算(只计算采区工作面)A、按瓦斯或CO2相对涌出量计算2011年矿井瓦斯等级鉴定结果：矿井相对瓦斯涌出量3.06m3/t，相对二氧化碳涌出量为1.51m3/t。依据矿井瓦斯及二氧化碳涌出量数据，Q二氧化碳/1.5Q瓦斯，采用Q二氧化碳/1.5对风量进行计算。由综采采煤方法，工作面推进速度快，工作面产量大，为了保证该矿在开采下一个水平各生产用风点有足够的风量，防止瓦斯积聚，在风量计算中，瓦斯数据按照矿井Q二

19、氧化碳/1.5进行风量计算比较稳妥，即3.06 /1.5=1.95m3/t。 “走向长壁综合机械化放顶煤采煤法”，工作面产量有很大潜力，在采煤工作面实际需风量计算时，按照最大0.60Mt/a生产能力计算，循环产量为792.9t，工作面一日三循环。在风量计算时按照工作面最大日产量为2378.7t计算。Q采=100qK采通式中：Q采采煤面实际需风量；q 采煤工作面的CO2涌出量。取矿井CO2相对涌出量为1.95m3/t。K采通采煤面瓦斯涌出不均匀系数，2.0。则工作面实际需风量为：Q=100qK=1001.952378.7/（2460）2.0=644.2m3/ min=10.7m3/sB、按炸药量

20、计算Q25A2512300m3/min5m3/sC、按气象条件计算采煤工作面应有良好的劳动气象条件，温度和风速应符合表6-1-2的要求。采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面空气温度 （）采煤工作面风速 （m/s）1503051518050818200810202310152326152026282025采高调整系数表采高（m）200系数1.01.01.31.31.5（一）、采煤工作面风量按下式计算：Q采= 60V采S采0.7KiKh式中：V采采煤工作面风速，按其工作面温度从上表选取。根据相邻矿井资料，井下工作面温度不超过20，本设计取1.0m/s；S采采煤工作面有效通风断面。根据该矿井下工

21、作面平均控顶距情况，取平均有效断面12.8m2 ； Ki工作面长度系数，按6-1-4取1.0。 Kh工作面采高调整系数，按6-1-3放顶煤取1.5。 Q=601.012.80.71.01.5=806.4m3/min=13.4m3/sD、按工作面最多人数计算Q采=4N=428=112m3/min=1.9m3/s式中：N采煤工作面同时工作的最多人数 28人。 E、按风速进行验算 按最低风速验算：Q采15S采=1510.5=157.5m3/min=2.62m3/s按最高风速验算：Q采240S采=24010.5=2520m3/min=42m3/s根据上述计算结果，采煤工作面风量取13.4m3/s. ，

22、实际取14m3/s五、矿井通风负压、等积孔计算矿井通风负压按下式计算：h=1.19.8aiLiPiQ2i/S3i式中：h井巷通风总阻力，Pa；ai 井巷通风阻力系数；Li 井巷长度，m； Pi 井巷净周长 ，m； Qi井巷通风量，m3/s； Si井巷通风断面积，m2。 矿井通风局部阻力按总阻力的15计算。 根据上式计算,矿井通风最大负压396.70Pa ，矿井通风最小负压530.51Pa。 矿井等积孔(A)按下式计算： (m2) 则矿井通风最小负压时 A=2.15m2全矿井通风最大负压时 A=1.86m2计算结果表明：该矿井通风属中等通风程度。六、通风设施，防止漏风和降低风阻的措施本矿井主要通

23、风设施有风门，调节风门等，为减少漏风，应正确选择通风构筑物的安设位置，保证安设质量，降低漏风巷道两端的压差，加强对漏风的检查和管理，设专人负责通风构筑物的检查及维修工作，主要采取如下措施：1、施工过程中尽量使巷道光滑、平直，减少断面的突然变化；2、加强通风管理，保持巷道完整，及时修复受损巷道；3、禁止在巷道内堆积杂物，尽量保持原有的过风断面。五 通风设施，防止漏风和降低风阻的措施A、通风设施为保证井下风流按设计规定路线流动，矿井主要通风设施有风门、密闭、调节风窗、防爆门、风帘、调节风窗等，对废弃巷道应按煤安全规程规定及时封闭。保证通风设施质量。B、矿井通风设施管理（一）矿井通风设施设立的地点、

24、种类、型号等必须按技术措施要求执行。（二）通风设施的安装、维修、拆除等工作由安全部门负责。（三）拆除通风设施必须预先通知安全部门，由安全部门派人施工。其他任何单位、任何人不得以任何借口拆除通风设施。否则按“三违”惩处并追究责任。（四）各生产单位按区域划分，负责本区域内的通风设施的管理工作，损坏设施及时通知救护队处理，人为破坏加倍处罚。（五）通风设施安装完毕后，救护队应向技术负责人申请验收，质量符合规定，移交给相应生产单位。（六）所有通风设施应挂牌管理，标明设施的种类、编号、管理人等。（七）矿井主要反风设施要按煤矿安全规程规定定期检查，由矿长组织有关部门每季度至少检查一次，并有记录可查。C、通风

25、系统管理（一）矿井必须有完整、独立的通风系统。改变全矿井一翼或一个水平、一个采区的通风系统时，必须报技术负责人批准。（二）水平延深及采区开拓从设计上要确保通风系统合理，并在实际施工及生产过程中严格实施。（三）在组织生产、安排生产布局、采掘接续时，首先要考虑通风能力，做到以风定产、定头，避免出现因生产过于集中、追求产量进度，造成的系统不合理、区域风量不足及违规串联通风等现象。（四）严禁不符合煤矿安全规程的串联风、扩散风，严禁出现串联风中的“并串”或“串并”形式的二次串联风。（五）实行分区通风。采掘工作面都应采用独立通风系统，布置独立通风有困难时，经技术负责人批准可以采用符合煤矿安全规程要求的一次

26、串联风，同一采区内一次串联风不得超过一处。进入串联风流中的沼气和二氧化碳浓度不得超过0.5%，在串联风流中，必须安装沼气自动检测报警断电装置。（六）非长壁采煤法、残采、回收煤柱、地质构造复杂地段的回采，无法形成通风系统的通过制订专门措施，经技术负责人批准，可以采用局扇供风，但必须实施“三专二闭锁”，必须安装沼气自动检测报警断电装置。（七）井下爆破材料库必须有单独的通风系统，回风风流必须直接引入矿井的总回风道或主要回风道中。（八）矿井及各地点所需风量，应按煤矿安全规程执行说明进行计算。（九）全矿井风量每旬至少测定一次，重点区域经常测定。对供风量不足地点要及时查明原因并进行调整，确保合理供风。（十

27、）矿井回风道失修率不得高于7%，其中严重失修率不得高于3%。（十一）加强通风设施管理，矿井有效风量率不得低于85%，外部漏风率不得超过5%，风井外部漏风率每年至少测定一次。（十二）反风设施由矿长组织有关部门每季度至少检查一次，检查结果要有记录备查，每年进行一次矿井反风演习。（十三）主要通风机至少每月由矿机电部门检查一次，检查矿井主扇的运转情况、反风设施、电器设备的工作情况。D、防止漏风措施（1）为减少漏风，除合理选取通风系统，开采顺序和采煤方法外，还应正确选择通风构筑物的安设位置，保障安设质量，设专人负责通风构筑物的检查和维修工作。（2）生产过程中应严格按煤矿安全规程要求，健全井下各通风设施的

28、管理制度。回采工作面停采后按要求进行密闭，有效防止采空区漏风。 （3）加强地面塌陷区的回填，防止矿井外部漏风，以有效控制漏风。E、降低风阻措施（1）使巷道壁光滑、平直，减少断面变化。（2）加强通风管理，保持巷道完整，如损坏及时修复，清理巷道堆积物，保持原有通风断面，积极推广光面爆破及锚喷支护技术。（3）及时清除巷道中的废弃物，保持井巷畅通。 F、反风利用风机反转反风，为保证反风顺利，井下相应位置设反向风门，每年进行一次反风演习。第五章 粉尘灾害防治第一节粉 尘矿区内主要煤层B5、B6、B7、B8四层煤，均具有爆炸性。煤层在急速加热到10000C以上时，B5、B7煤层的火焰长度大于400mm，所

29、需岩粉量为65；B6、B8煤层的火焰长度小于120 m，所需岩粉量为45。影响煤尘爆炸性的另一个重要因素是煤层的挥发份，矿区主要煤层B5、B6、B7、B8四层煤的挥发份为28.8935.45，高于爆炸性开始迅速增加时(15)的含量数，为煤尘爆炸性很强的区域尤其是B5、B6两煤层的火焰长度大于400mm，所需岩粉量为65，其爆炸性是非常强烈的，在煤层开采工作面上，瓦斯含量也会增大，更容易引起爆炸。根据以上煤层测试结果看，井田内煤层具有爆炸性危险。该资料来源于矿井生产地质报告，结果较为可靠。矿井在生产过程中采掘地点的粉尘产生量日益增加，因此防尘工作是矿井安全生产的重要一环。粉尘的职业危害是造成矿工

30、职业病的有害物质，由于矿工长期在高粉尘环境中工作，煤尘或岩尘被矿工吸入体内而引起矽肺病，严重危害矿工的身体健康，使矿工丧失劳动能力，以致缩短寿命。第二节 防尘措施一、防尘措施1、井下设消防洒水系统，在采煤和掘进工作面、煤炭运输过程中的转载点、装车点等易产生煤尘的地点设置喷雾洒水装置，进行喷雾洒水降尘。2、采用科学的管理方法，对通风设施及构筑物加强管理，控制进、回风巷的合理风速，防止煤尘飞扬。3、设计配有煤尘、粉尘采样器和测定仪等检测仪器，井下设专职安全员定期对主要进、回风巷道内粉尘的含量进行检测，及时清扫、冲洗墙壁上沉积的粉尘。4、井下煤仓应保持一定的存煤，不得放空，不得兼做进（回）风眼使用，

31、煤仓口下部装载处设喷雾洒水装置。5、加强对接触粉尘工人的个体防护采用配戴防尘口罩等。二、回采、掘进工作面除尘工作面开采方式为综采，掘进方式为综掘机，因此都会有较大的产尘量，故应采取如下防尘灭尘措施。1、采掘工作面均配有供水管路，所有采煤、掘进工作面均采用水炮泥封孔，掘进工作面配备掘进通风除尘器。2、坚持采掘工作面放炮后洒水降尘制度，定期冲刷、清扫巷道壁上积聚的浮尘。3、为控制矿井的总进风量和总回风量，在总进风巷和总回风巷设测风站，测定各用风地点的风量是否符合要求，通过通风构筑物调节各用风地点的风量，控制进、回风巷道的合理风速，防止煤尘飞扬。4、采煤、掘进工作面配备矿用个体粉尘采样器，工作人员配

32、戴防尘口罩。三、井下消防、洒水（给水）系统矿井生活及工业用水从白杨河河滩大口井处用管道引入矿区高位水池，水量大于 350m3/d,满足矿井用水量要求,其取水泵型号及数量为两台D25-30*4水泵，采用PVC管DN150直埋，埋深1.5m，长约500m。由生活及消防水泵保证生活及消防水量、水压。经计算，矿井生产、生活用水量为163.34 m3d, 其详细计算过程详见矿井室外用水量表。矿井设350 m3消防及生活水池一个。其中200 m3用于保证地面及井下消防用水。在水池处设消防加压泵站，其生活及消防水泵型号及数量如下：水泵两台XBD4/30-125G/2,Q=72126 m3/h H=0.420

33、.37MPa N=22KW。供水输水管采用PVC管DN150直埋，埋深1.5m保证矿井消防时的水压及水量。 由于矿井垂深为140m，井筒倾角为250，在井筒中部设有型号为Y43H-16的减压阀。井下每个洒水器的设计秒流量为0.1L/s，同时使用系数为0.9。 矿井防尘用水量计算井下消防材料库、机电硐室等处设置消火栓。根据采掘、运输各环节的需要，在综采工作面、回风顺槽、运输顺槽、综掘工作面、运输上山、运输大巷等处设洒水点，并在回风顺槽、运输顺槽、综掘工作面和运输大巷设水幕。 (1) 综采、综掘机及洒水点用水量在综采煤工作面、综掘工作面、装车点等处设洒水点日洒水时间8h。Q洒水= NqH式中：Q洒

34、水洒水点用水量，m3/d；N1井下使用的喷雾器数；8q1每个喷雾器的耗水量，0.1L/S；1喷雾器同时工作系数；0.9；H日洒水时间8h。Q洒水=NqH =80.10.983.6=20.7 m3/ d(2) 水幕用水量在回风巷、运输巷、掘进工作面水幕。Q水幕=NqH =160.10.953.6=25.9 m3/ d式中：Q洒水洒水点用水量，m3/d；N1井下使用水幕的喷雾器数，4（44=16）；q1每个喷雾器的耗水量，0.1L/S；1喷雾器同时工作系数；0.9；H日平均水幕喷雾时间5h。 (3) 冲洗煤壁和巷道用水量冲洗煤壁和巷道用2个喷雾器。式中：Q冲洗冲洗煤壁和巷道用水量，m3/d； N1

35、使用的喷雾器数；2；q1每个喷雾器的耗水量，0.1L/S；1喷雾器同时工作系数；0.9；H日冲洗时间2.5h。Q冲洗=NqH =20.12.53.6=1.8m3/ d（4）其他按洒水点用水量、水幕用水量和冲洗煤壁和巷道用水量之和的20%计入Q其他=(Q洒水+ Q水幕+ Q冲洗)20%=(20.7+25.9+1.8) 20%=9.7m3/ dQ防尘=（Q洒水+ Q水幕+ Q冲洗+ Q其他）/8=(20.7+25.9+1.8+9.7)/8=7.3m3/ h管径选择式中：D洒水管管径, m；Q洒水总量，m3/h；V管道中的水流速度，取0.51.7 m/s。式中：管壁厚度，cm；R许许用应力，取7.8

36、4MPa；P压管道最低的压力，取0.8 MPa；a附附加壁厚，取0.2cm。经计算确定，矿井井下掘进巷道、回风上山等处设置防尘洒水管道，管道为DN504 mm的无缝钢管。2、井下消防、防尘用水1）井下消防用水量为18 m3/ h。2）乳化液泵站用水量Q乳=(n柱0.0063i循环k)/24式中：Q乳每小时乳化液用水量，m3/h；n柱井下同时使用支柱的个数，根；0.0063每次升降支柱的用水量，m3/h；i循环平均每天支柱升降次数，取2；k用水量不均衡系数，取1.2。Q乳=(4920.006321.2)/24=0.3m3/h3)全矿防尘用水量Q矿井=（Q洒水+ Q水幕+ Q冲洗+ Q其他）/8+

37、井下消防用水量+ Q乳=(20.7+25.9+1.8+9.7)/8+18+0.3=25.6m3/ h注：井下乳化液泵站用水与井下消防洒水共用一趟管路，其用水量包含在井下消防、防尘用水量中。发生火灾时同时使用两个消火栓，每个消火栓计算流量为2.5l/s。（1）消防洒水管选型计算管径选择式中：D洒水管管径, m；Q洒水总量，m3/h；V管道中的水流速度，取0.51.7 m/s。管壁厚度计算式中：管壁厚度，cm；R许许用应力，取7.84MPa；P压管道最低的压力，取0.8 MPa；a附附加壁厚，取0.2cm。经计算确定，矿井沿运输顺槽、回风顺槽设置消防及洒水管道，管路为DN1215 mm的无缝钢管，

38、在运输顺槽沿管路每隔50m范围内设DN121管及阀门用于消火栓，在回风顺槽沿管路每隔100m范围内设DN121管及阀门用于消火栓。第三节 防爆措施一、防爆措施1、减少煤尘产生量，定期对主要进、回风巷和采掘工作面煤壁上沉积的煤尘进行清扫或冲洗，预防因瓦斯爆炸引起煤尘爆炸事故发生。2、清扫并运出巷道中积聚的煤尘，防止沉积的煤尘在瓦斯爆炸过程中参与爆炸。3、在运输大巷、工作面主要进回风巷设测风站，建立完善的测风制度，控制各用风点的风量及风速，按风量需求及时调整井下各用风点的风量及风速，避免风速过大引起煤尘飞扬。4、井下火工用品、爆破器材等严格按照煤矿安全规程的有关要求严格管理。5、井下设消防洒水系统

39、，在井下煤仓、皮带运输机、刮板运输机转载点、综采工作面和综掘工作面等地点设置喷雾洒水装置；井下机电硐室等处设置消火栓和干粉灭火器。6、用石灰水喷洒在巷道井壁上，使煤尘固结起来，使其不能飞扬到空气中去参加爆炸，并有利于冲洗煤尘。7、消除引燃煤尘爆炸的火源（如：电器设备产生的火花、金属强烈碰撞产生的火源、明火等）。8、井下防爆设备入井前，由专职防爆检查员检查其安全性能，合格后再下井安装。9、井下电气设备检修、搬迁必须停电作业，必须在瓦斯浓度小于1%，并制定安全措施，报煤矿主管技术负责人批准。二、井下电气设备及保护的选择，井下电气设备、测量仪器仪表检修、搬运、操作等要求井下电气设备的选择：本设计除严

40、格按照煤矿安全规范的有关规定选型外(防爆型电气设备必须达到防爆标准)，所选设备还满足下列要求：1、电气设备额定电压与所在电网的额定电压相适应。2、所选电气设备的额定电流大于或等于它的长时最大实际工作电流。3、采区电气设备选用矿防爆型，下井电缆选用阻燃型电力电缆，井下电缆选用矿用不延燃橡套电缆。井下照明灯具均选用防爆型灯具。4、井下变电所选用了矿用一般型低损耗电力变压器，并配有过流、过负荷保护。照明变压器选用矿具有信号综合保护装置的矿用型。井下变电所的主接地极分别设置在主、副水仓中，接地极采用面积不小于0.75m2的镀锌钢板。煤矿井下主要低压电气设备常用的短路保护有熔断器和过流保护继电器。井下3

41、6v以上的和由于绝缘可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、棚架等，均设置了保护接地，采用-404的镀锌扁钢及动力电缆的接地芯线将用电设备外壳与主接地极相连，接地电阻小于2。每一移动式和手持式电气设备同接地网之间的保护接地用的电缆芯线的电阻值不得大于1。电气设备在运送、检修和操作所采取的措施：所选设备外壳坚硬，具有防撞，防爆性能；具有闭锁功能，且设在巷道旁的硐室内，便于搬迁和检修；井下配电电缆选用具有国家煤安标志的橡套软电缆便于设备的移动，电缆连接采用防爆接线盒，敷设采用电缆挂钩挂在井巷的侧面，以便于维护和检修。所选监测设备，满足灵敏度要求，能对各工作面的环境异常进行及时报警，确保电气设备的正常

42、运行。第四节 隔爆措施一、隔爆措施为隔绝煤尘爆炸传播，达到降低爆炸火焰的温度和降低空气中的氧含量，隔爆设施设计设置有隔爆水棚。隔爆的保护范围分为主要隔爆棚和辅助隔爆棚。主要隔爆棚设在与井筒相连通的主要运输巷、回风巷；相邻采区之间的集中运输巷和回风巷；相邻煤层之间的运输石门和回风石门等地点。辅助隔爆棚设在采煤工作面进、回风巷，采区内的煤层掘进巷道，采用独立通风、并有煤尘爆炸危险的其它巷道。为防止煤尘飞扬，在有积聚煤尘的巷道内定期清扫洒水。二、隔爆水棚为隔绝煤尘爆炸传播，达到降低爆炸火焰的温度和降低空气中的氧含量，隔爆措施有设置岩粉棚、水棚等，设计选用设置水棚的隔爆措施。（一）隔爆水棚吊挂水棚的巷

43、道断面应满足通风、运输和行人的要求。隔爆水棚位置设在距采煤工作面150m处，距掘进上作面40m处。（二）水棚的结构与选型计算如下主隔爆棚采用水袋棚，隔爆水袋采用耐燃胶布制成GBSD60型，规格为长宽高=900400250mm。辅助隔爆棚采用水袋棚，隔爆水袋采用耐燃胶布制成GBSD30型，规格为长宽高=550300200mm。水棚棚区长度为20m40m，排列间距为1.2m3m，水棚距巷道顶部、两帮空隙为l00mm。水棚首列与回采工作面的距离150m，水棚距巷道轨面不小于1.8m，水棚设置在巷道直线部分。每列水棚保持高度一致，水棚区内的巷道断面与前后各20m巷道断面保持一致。1、总水量G=gS (kg)式中：g每m2巷道所需水量，kg/m2；S巷道断面积，m2。主要巷道： G=4009.7= 3880Kgm2。采区巷道： G=2005.3=1060kg/m2。2、每架水棚水量Gn=SnL m2式中：Sn水袋净断面积 m2L水袋净长度，m主棚水量： Gn=260=0.12m3=120Kg辅棚水量： Gn=330=0.09m3=90Kg3、水棚架数n=G/Gn式中：n水棚架数(取整数)，架；G总水量，Kg；Gn每架水棚水量