采区灌浆防火设计

第一章 采区概况

一、工作面概况

1.1.1工作面名称

工作面名称为Ⅲ4304综采工作面。 1.1.2工作面要素

84301综采工作面走向长220.7m ，倾斜长1080.3m ，煤层总厚度为0.76m (其中上分层煤厚0.24m ，下分层煤厚0.48m ，炭质泥岩夹层厚度0.16-0.6m) ，煤层倾角1~9度，平均倾角4度；工业储量188882.4吨，可采储量175661.4吨。 1.3、开采程序及所采煤层层号、采高、循环进度、循环方式、循环产量、日产原煤量及月产原煤量

本工作面为8＃煤一次采全高，工作面设计平均采高为5.54 m ，工作面沿顶板推进，机头、机尾各 15m 随巷道顶底板平缓过渡。循环进度0.865m 。根据本规程5.2回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。三八制作业(一个班检修，两个班生产) ，循环方式为生产班每班进4个循环，检修班1个循环，日进9个循环，工作面正常回采率取93%。

二、地质及水文情况

1.2.1煤层情况

长平矿煤层综合柱状图见图1。

黑色，以亮煤为主，镜煤次之，内生裂隙发育，强玻璃光泽，属光亮型煤，阶梯状断口，结构简单，上部块状，下部粉末状。

盖山厚度374—553m 左右。

该工作面煤层倾角1～9度，平均4度，煤层总厚5.7m ，其中煤厚5.54m ，炭质泥岩夹层厚度0.16m ，该工作面煤层赋存稳定，变异系数0.08%，可采指数1。

1.2.2煤质情况

黑色，以粉煤为主，成分以镜煤为主，亮煤次之，玻璃光泽，属光亮型煤，层状结构，性脆。 1.2.3煤层顶、底板情况

老顶：为细粒砂岩，厚度为8.04m ，深灰色，分选较差，磨圆一般，多见黑色泥质斑状，局部夹薄层泥岩。

直接顶：为砂质泥岩，厚度为2.08m ，深灰色，富含植物化石碎片，底部泥质增多，含炭质。

直接底：为砂质泥岩，厚度为1.50m ，深灰色，含炭质，富含植物化石碎片，岩心破碎。

老底：为细粒砂岩，厚度为1.5m ，深灰色，见少量植物化石碎片，含泥质，水平层理发育。

(a) 3#主采煤层（被保护层）柱状

(b) 8#煤层（保护层）柱状

图1 长平矿煤层综合柱状图

1.2.4地质构造情况

工作面位于泮沟南向斜轴部，整体东西高中部低，工作面前250m 左右为下山回采，250m 至停采线为上山回采，回采过程中局部顶板节劈理比较发育。 1.2.5水文地质情况

1.2.6该工作面水文地质条件较简单，其主要充水因素为：

1、基表风化带裂隙水。

2、上覆岩层中含水层水，其中上覆K8、K10砂岩含水层影响较大。 3、断层、陷落柱等导水构造水。

正常涌水量为80-120ｍ3/ h，预计工作面最大涌水量180ｍ3 /h。生产队组在回采过程中应严格按照地质测量部制定的防治水措施进行现场作业，加强排水，确保回采安全。

1.2.7主要防治水措施：

1、工作面在回采前对工作面上方K8、K10砂岩含水层进行预疏放。 2、遇到断层破碎带时，采用注浆等方式进行加固，保证安全回采。 3、工作面回采前需形成排水系统，并在工作面备用相应排水泵及相应管路。 1.2.8瓦斯及二氧化碳涌出情况

1.2.9影响回采的其它地质因素

1) 、煤尘：根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告煤尘无爆炸危险性。 2) 、煤层自燃性：根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告煤层自然倾向等级Ⅲ级，不易自然。

3) 、地温12℃～16℃。 4) 、地压9.35～13.8Mpa 。

5) 、工作面底板比压平均为35.95MPa 。

三、采煤方法及巷道布置

3.1巷道布置

工作面为四巷布置方式：Ⅲ四盘区南翼泄水巷进风，运料、排水用；Ⅲ43041巷进风、运煤、供水、排水用；Ⅲ43043巷回风、运料、供电、供液、供风、供水、排水用；Ⅲ43042巷回风、排水用；工作面顺槽、切眼及均沿煤层顶板掘进。

采煤巷道布置见图2（附CAD 图）。 3.2采煤方法

本工作面采用倾斜长壁、全部垮落、后退式综合机械化大采高一次采全高采煤方法。 3.3采煤工艺

回采工序：割煤→拉架→推溜→清煤 1、割煤

本工作面采用艾克夫公司生产的SL-500电牵引双滚筒采煤机，采用双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。

进刀方式：

采用端头斜切割三角煤进刀。 进刀方法：

A 、机组割透机尾(机头) 煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁。

B 、采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.865m 后停机。

C 、将支架拉过并顺序推溜顶过机尾(机头) 后调换上、下滚筒位置向机尾(机头) 割煤。

D 、采煤机再次割透机尾(机头) 煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾(机头) 割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架——顶机尾(机头) ——推溜。

机组进刀总长度控制在50m 左右。

插表二：主要机电设备技术参数表

四、顶板管理

1.4.1该工作面采用全部跨落法管理顶板 1.4.243041巷及43043巷的超前支护

1) 、43041巷超前支护采用DW38-200/110L型、DW40-200/110L型、DW42-200/110L型单体液压支柱加板梁进行支护，一梁三柱，排距1m ，超前支护不小于40m ，其中非行人侧打一排单体柱，柱距煤帮200mm 左右；行人侧打两排单体柱，其中一排距煤帮200mm 左右，另一排距煤帮1200mm 左右。所打单体柱成一直线，超前支护打柱范围从工作面煤壁算起，保证超前支护距离始终不小于40m 。由于43043巷老塘一段为工作面的回风通道，为保证回风通道顶板的稳定性，随工作面的推进，需要提前的在超前支护内打锚索配合槽钢支护顶板，锚索规格为直径22长度8.3m ，槽钢为14#，长度3.3m ，槽钢平行工作面巷道布置，采用迈步方式交替前进，步距1.5m ，保证每根板梁下不得少于两根槽钢，其中一根距工作面煤帮500mm 左右，另一根距煤柱1500 mm左右。

2) 、43043巷采用DW38-200/110L型、DW40-200/110L型、DW42-200/110L型单体液压支柱加板梁进行支护，一梁四柱，排距1m ，超前支护40m ，打柱要求工作面煤柱侧打两排，其中一排单体柱距工作面煤柱500mm 左右, 另一排单体

柱距煤柱侧2000mm 左右；工作面煤壁侧打两排，其中一排单体柱距煤壁500mm 左右, 另一排单体柱距煤煤壁1500mm 左右。所打单体柱成一直线，其打柱范围从机尾工作面煤壁算起, 保证超前支护距离始终不小于40m 。

3) 、生产班随工作面推进，端头工可提前一个循环回掉工作面煤壁侧的单体柱，每次回柱只能回1-2排，并保证回柱后排头(尾) 架前第一排柱距煤壁不超过2m ，确保机组割到机头(尾) 不割坏单体柱或节约割煤时间，同时将回掉的单体柱补充到超前支护前方，保证超前支护40m 范围内43041巷为一梁三柱，43043巷为一梁四柱，超前支护40m 以外可以打设点柱，但所打单体柱均要用麻绳连锁防倒，第一根和最后一根单体柱都用麻绳拴紧、拴牢，麻绳一端拴于单体柱手把上，另一端拴于顶板铁丝上，两端均要拴紧、拴牢，中间的单体柱用麻绳在单体柱手把上缠一圈，两根单体柱之间的麻绳要拉紧，防止单体柱卸液砸伤人员。

4) 、超前支护若压力变大, 有明显片帮、底鼓、巷帮变形严重, 本支护方式不能满足巷道支护要求时, 另行制定专门措施。 1.4.3、机头、机尾安全出口管理

工作面上、下两端头的安全出口高度不低于1.8m ，宽度不小于0.7m 。每班验收员必须对机头、机尾的推进度及安全出口进行测量，及时调整以确保行人宽度；如果调整后仍不能满足要求，各班必须在两出口开帮，开帮后及时支护，保证人员安全通过。 1.4.4、顶板管理措施 1.4.5、周期来压管理

1.4.7、工作面过断层及陷落柱区段综合管理 1.4.8、采空区管理

采空区采用自然垮落法处理，正常情况下，随工作面推进，必须要及时退掉43041巷两排切顶柱之间的顶锚杆螺丝和锚索托盘，以保证老塘顶板能随采随落；退锚及卸顶板锚杆螺帽工作由端头工负责，退锚、卸顶锚杆螺帽范围为两排切顶柱之间或切顶柱处。顶板压力大，悬顶垮落及时，也可不卸顶锚杆螺帽、不退锚。

当43041巷老塘中顶板悬顶面积大于2×5㎡不垮落，必须强制放顶，到时另行制定专门措施。

五、通风与安全

1.5.1、该工作面初期采用两进两回通风系统，后期根据工作面实测的瓦斯涌出量改为其它通风系统时，或对工作面风量做出调整时，必须制定严格的安全技术措施。此外，若回采期间，通风部必须对4304工作面及所属巷道进、回风情况作出定期检测。遇到各巷受采动影响，部分巷道变形严重，造成过风困难，需及时进行挑顶、起底，以满足通风需要。前期两进两回风流路线如下： 1.5.2、两进两回新鲜风流线路为

新鲜风流线路为：

副斜井→斜井井底车场→胶轮车大巷/胶带机大巷→Ⅲ43041巷→工作面 副斜井→斜井井底车场→胶轮车大巷/胶带机大巷→Ⅲ四盘区南翼泄水巷→辅运横川→43041巷→工作面

釜山进风井→井底车场→胶带车大巷/胶带机大巷→Ⅲ43041巷→工作面 釜山进风井→井底车场→胶带车大巷/胶带机大巷→Ⅲ四盘区南翼泄水巷→副运横川→Ⅲ43041巷→工作面

5.1.2、污风风流线路

工作面→通风横川→Ⅲ43042巷→第一、第二回风→釜山回风立井 工作面→Ⅲ43043巷→机头回风横川→Ⅲ43042巷→第一、第二回风→釜山回风立井

1.5.2、风量计算及验算 1.5.3、风速验算 1.5.4、安全及监测、监控

1) 、进、回风巷各设置一道喷雾水幕，进风巷水幕距工作面煤壁不大于30m ，回风巷水幕距回风横川不大于30m ；进、回风巷内铺设洒水管路并定期对巷道进行冲洗；各转载点装配洒水喷雾且出煤时要打开喷雾，其水源由自身冷却水提供；机组内外喷雾装置要完好，水压要达规定压力并保持恒压，并坚持无水不割煤，

其水源由安装在设备列车上的两台BPW516/13.2型喷雾泵提供，供水压力内喷雾达到2MPa ，外喷雾达到1.5MPa ，喷雾流量应与机型相匹配，如果内喷雾装置不能正常喷雾时，外喷雾压力不得小于4MPa 。每个支架安装移架自动喷雾，坚持正常使用。

必须加强防尘管理，机头转载机处安设补尘网高度必须适当，降低粉尘浓度，确保回采安全。

进、回风巷内每隔200m 设置一组隔爆水袋，隔爆水袋设计参数：43041巷、43043巷及南翼泄水巷(净宽×净高＝5.4m×3.8m) 各安装5组隔爆水袋，隔爆水袋间排距为2.5m ，每组棚区长度为27m ，每组隔爆水袋10排，每排5个水袋，每个水袋水量为80kg ，总水量为4400kg ； 43042巷各设置7组隔爆水棚，参数与其他巷相同。隔爆水棚的安设、维护工作由巷道施工、使用队组完成，通风队负责安装指导、监督检查，每周至少对隔爆水棚检查一次，检查内容包括数量、水量、安装质量等。

附图五：Ⅲ4304综采工作面防尘系统示意图

2) 、工作面防灭火系统利用冷却水管、机头机尾电机冷却水，以及干粉灭火器等组成，皮带机头、泵站、移变、设备列车及存放油脂的地方要按规定要求配备好干式灭火器、沙箱、消防铁锹、消防洒水等物品。消防设备必须完好有效，不得挪作它用，且必须安放在风流上风侧。每个消防点至少配备0.2m³沙、2把消防锹、2个灭火器和30m 消防水管。另外在机组上安设两个干粉灭火器，支架每五个架安设一个干粉灭火器。

5.4.2、监测监控

六、生产系统

1.6.1、运煤系统

Ⅲ4304综采工作面→工作面刮板输送机→Ⅲ43041巷转载机、破碎机→Ⅲ43041巷皮带→转载机→胶带机大巷皮带→井底煤仓→主斜井皮带→地面。 1.6.2、运料系统

材料由地面材料场→副斜井→副斜井井底车场→胶轮车大巷→Ⅲ四盘区南

翼泄水巷→副运横川→Ⅲ4304综采工作面。

材料由地面材料场→副斜井→副斜井井底车场→胶轮车大巷→Ⅲ43043巷→Ⅲ4304综采工作面。

材料由地面材料场→釜山进风立井→联络西巷/联络东巷→胶轮车大巷→Ⅲ四盘区南翼泄水巷→副运横川→Ⅲ4304综采工作面。

材料由地面材料场→釜山进风立井→联络西巷/联络东巷→胶轮车大巷→Ⅲ43043巷→Ⅲ4304综采工作面。 1.6.3、排水系统

1、主排水系统：

工作面涌水→Ⅲ43043巷导水沟/相应管路→Ⅲ43043巷150 m ³集中水仓→Ⅲ43042巷→Ⅲ四盘区集中水仓/Ⅲ四盘区第一集中水仓→釜山井底内外水仓→地面

2、巷道排水系统：

Ⅲ四盘区南翼泄水巷、Ⅲ43041巷、Ⅲ43042巷、Ⅲ43043巷→巷道接力水仓→Ⅲ四盘区集中水仓/Ⅲ四盘区第一集中水仓→釜山井底内外水仓→地面。

附图七：Ⅲ4304综采工作面排水系统示意图 1.6.4、洒水系统

水源由井下排到地面的水经净化后进入地面水池，作为井下洒水水源，通过井下减压泵站保证工作面洒水压力1.5MPa ，其洒水管路系统为

地面水池→釜山进风立井→井底减压泵站→胶轮车大巷→Ⅲ43043巷/Ⅲ43041巷→Ⅲ4304综采工作面。 1.6.5、供液系统

工作面供液由3台BRW400/31.5×4A 型乳化液泵提供，设计为自动配液。乳化液泵放在设备列车上，通过管路直接向工作面供液。

供液路线如下：

A 、进液Ⅲ43043巷设备列车组乳化液泵站→Ⅲ43043巷进液管→工作面各用液点。

B 、回液工作面各用液点→Ⅲ43043巷回液管→Ⅲ43043巷设备列车组乳化液泵站。

附图八：Ⅲ4304综采工作面供水供液系统示意图 1.6.6、供电系统

A 、由四盘区第三变电所→泵站KBSGZY －2500/10/3.3KV移变→SL500型采煤机、破碎机。

B 、由四盘区第三变电所→泵站KBSGZY －1000/10/1.2KV移变→2个30KW 慢速绞车、一用一备两台132KW 喷雾泵、两用一备3台280KW 乳化液泵、煤电钻综保、工作面及设备列车照明、工作面控制系统、工作面支架电液控制系统。

C 、由四盘区第三变电所→泵站KBSGZY －1600/10/1.2KV移变→皮带机头各用电点、Ⅲ43041巷照明、横川400KW 溜子。

D 、由四盘区第三变电所→泵站KBSGZY －2500/10/3.3KV移变→工作面刮板机、转载机。

第二章 灌浆材料与灌浆系统

第一节 灌浆材料

一、灌浆材料的选择。

浆材的选取。浆材必须满足下述基本要求： （1）不含或少含可燃和自燃物质； （2）不含催化物质；

（3）粒度一般不大于2 mm ，而且细小颗粒应占大部分。粒度小于1 mm 的细小颗粒所占比例要达到75％；

（4）易于加水制成泥浆，易于脱水，同时还具有一定的稳定性； （5）具有能与较少的水混合成泥浆的能力； （6）收缩量尽可能小，含砂量也不超过30％。

煤矿中应用最多的灌浆材料是黄土；在无土可取时，可采用破碎后的页岩、破碎后的矸石、热电厂的炉灰等作为代用材料，在实践中也取得了很好的防灭火效果。

第二节 灌浆系统

一、 灌浆站

1、灌浆站的形式有三种，既固定式、分区式、移动式三种。 固定式灌浆站适用于煤层赋存或开采深度较深、需在地面建立永久灌浆站的条件；分区灌浆站适用于煤层赋存或开采深度较浅、灌浆分散，可从地面打钻孔灌浆的条件；移动式灌浆站适用于井夏采区分散、灌浆量小和从地面输送泥浆困难的条件。结合本矿的实际条件及井型、风井分布、和采区布置等综合考虑选用的是以固定式灌浆站为主、结合分区式和移动式的综合灌浆方式。

2、取土方式

从采场取土的方式有以下三种：

（1） 人工取土。利用风镐或电钻，人工打眼、装药、爆破的取土

方式。

（2） 机械取土。利用抓斗、推土机、挖掘机、铲运机等机械装备

的取土方式。

（3） 水力取土。利用高压水力通过水枪冲刷采土工作面的取土方

式。

如遇到坚硬土层，在机械和水力取土中，可预先放炮松动，以提高采土效率。以上三种方式中我国煤矿多采用人工和水力取土方式，

其中一水力取土较多。水利取土的优点是：设备简单、投资少、管理方便，且无大型的复杂设备、可就地取材、效率高、劳动强度低、使用人工少，并且一次制成泥浆。缺点是：泥浆浓度难以控制。 二、 制浆工艺系统及主要设备

根据灌浆材料的位置及来源选择制浆方法。本矿采用的制浆工艺机械制浆工艺

1、 机械制备泥浆工艺

当矿井灌浆量很大、土源较远或受地形限制时，可采用机械取土、泥浆搅拌池制备泥浆的工艺系统。这种制浆系统产浆量大，水土比容易控制，能够保证泥浆的浓度，灌浆防火效果好。

泥浆搅拌池采用料石砌筑，分为两池：一池存土浸泡，一池搅拌，轮流使用。泥浆池的容积根据矿井的最大灌浆量和取土供给能力确定，其低部向出口方向有2%-5%的坡度。黄土在泥浆池浸泡2h-3h 后，土质松软既可加水搅拌，浓度由供水管的控制阀调节。两个泥浆池浸泡和搅拌交替进行，泥浆搅拌均匀后，由泥浆池出口通过两层直径分别为15mm 和10mm 的筛板过滤后流入输浆管，送到井下灌浆地点。

图2-1 机械制备泥浆的灌浆站布置图

1-矿车；2-轨道；3-贮土场及栈桥；4-水枪；5-输水管；6-自流输浆沟； 7-泥浆搅拌池；8-自流输浆管；9-风井；10-水泵房11-绞车房；12-取土场

2

3图2-2 机械制备泥浆搅拌池布置图

1-泥浆搅拌池；2-窄轨铁路；3-供水管路；4-搅拌机轨道；5-闸板； 6-道岔；7-筛板；8-管子筛；9-电动机；10-胶带轮；11-平板车

三、 灌浆站的供水及设备

灌浆的水源来自于矿井水，同时部分水来自附近的河水、井水。但任何一种水源都必须保证灌浆站的日用、水量。灌浆用水的水质要求：PH=6～9, 不含有毒物质和可燃物质。

第三章 灌浆方法与灌浆参数

第一节 灌浆方法

一、灌浆方法

按与回采的关系分，预防性灌浆有：采前预灌、随采随灌、采后封闭灌浆等三种。本矿主要采用的是工作面随采随灌的方法。

1、采前预灌

所谓采前预灌即是在工作面尚未回采前对其上部的采空区进行灌浆。这种灌浆方法适用于开采老窑多的易自燃、特厚煤层。这种灌浆方法是针对开采煤层特厚，老空过多，极易自燃的矿区发展起来的。采前预灌浆的方法有：利用小窑灌浆、掘进消火道灌

浆，后来发展到布置钻孔灌浆。其目的是充填小窑老空，消灭老空蓄火、降温、除

尘、排出有害气体、粘结碎煤、实现老空复采。

在采煤工作面推进的同时向采空区灌注泥浆。其形式又分为：钻孔灌浆、小巷道钻孔灌浆、埋管灌浆及洒浆等。

（1）钻孔灌浆。是在开采煤层附近己有的巷道或是专门开凿的灌浆巷道中，每隔10～15m 向采空区打钻孔灌浆，如图2-4-2所示。钻孔直径一般为75 mm 。

（2）小巷钻孔灌浆。是为了减少钻孔深度，沿灌浆巷道每隔20～30m 开一小巷道，在此小巷道内向采空区打钻孔灌浆，如图2-4-3所示。 （3）埋管灌浆。是在放顶前沿回风巷道在采空区预先铺好灌浆管，放顶后立即进行灌浆。随着工作面的推进，

按放顶步距用回柱绞车逐渐向外牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次浆。

（4）洒浆。是从灌浆管接出一段胶管，沿工作面方向向采空区均匀地洒浆。洒浆量要充足，使采空区新冒落的矸石能被泥浆均匀地包围。洒浆通常作为管道灌浆的一种补充手段，使整个采空区，特别是采空区下半部分也能灌到足够的泥浆。

(5)综采工作面插管灌浆。方法是，注浆主管路沿工作面倾斜铺设在支架的前连杆上，每隔20m 左右预留一个三通接头，并安装分支软管和插管。将插管插入支架掩护梁后面的垮落岩石内灌浆（见图2-4-4） ，插入深度应不小于0.5m 。工作面每推进两个循环，注浆一次。

随采随灌法灌浆，能及时将顶板冒落线后的采空区灌足泥浆，防火效果比较好。特别适用于发火期短的煤层。但是缺点是：管理不好会使运

输巷道积水，泥浆进入工作面等，恶化工作面环境，影响生产。

2、 采后灌浆

采后灌浆，即在工作面采完封闭后进行灌浆。采后灌浆充填封闭的采空区，特别是最易自燃发火的停采线，可防止发生自燃火灾。采后灌浆可以在封闭停采线的上部密闭墙上插管灌浆，也可以由邻近巷道向采空区上、中、下3 段分别打钻灌浆。

采后灌浆适用于发火期较长的煤层，灌浆工作在时间上和空间上都不受回采工作的限制。

第二节 灌浆参数计算

一、 灌浆参数确定

土源距煤矿风井较近，土质优良，容重1.3t/m3，属于亚粘土，塑性指数12，取土方便，矿井轻轨矿车可直接到达取土地点。龙口矿业集团采用的土水比为1：4，灌浆系数0.01-0.03。采土系数α=1.1，冲洗管路用水量备用系数K w ＝1.2。

表3－1 部分矿井的土水比

参照上述示例，采用的土水比为1：3～5，灌浆系数0.03～0.05。

二、 灌浆量计算

1灌浆用土量Q t 计算 1.1按采空区灌浆量计算

预防性灌浆量主要取决于灌浆形式, 灌浆区的容积, 采煤方法等因素。采前预灌、采后封闭停采线灌浆都是以充满灌浆空间为准。随采随灌的用土量(Qs)可按下式计算。

Q t1=K×M ×L ×C ×H （3-1） 式中：Q t1——灌浆用土量，m 3； m——煤层开采厚度，m ； L——灌浆区的走向长度，m ；

H——灌浆区的倾斜长度，m ； C——煤炭回收率，％；

K——灌浆系数，即泥浆的固体材料体积与需要灌浆的采空区空间容积之比。在K 值中反映了顶板冒落岩石的松散系数，泥浆收缩系数和跑浆系数等综合影响。本设计是预防性灌浆，取0.03。

m ×L ×H ×C 表示灌浆区所采出的煤量，此方法即根据灌浆区所采出煤量得多少来确定灌浆量的大小。

Q t1=0.03×0.76×220.7×1080.3×93%=5055.5m3 1.2按日灌浆量计算

Q t2=K.G/γ1 或 Qt2=K.m.L.H.C （3-2） 式中：Q t2——日灌浆所需用土量，m3； G——矿井日产量，t ； γ1——煤炭容重，t/m3； L——工作面日进度，m 。 Q t2=0.03×12394.8/1.43=260m3

1.3按灌浆区日灌浆所需用土量计算公式为：

矿井实际每日所需采土量为：

Qt =a﹒Q t2 （3-3） 式中： Qt ——灌日用土量，m 3

a——取土系数，考虑土壤含有一定的杂质和开采、运输过程中的损失，a 取1.1；

Q t =1.1×260=286 m3

2浆用水量Q w 计算

灌浆用水量(Qw ) 可按下式计算：

Qw =Kw ×Q t ×δ （3-4） 式中：Q w ——灌浆用水量，m 3；

Kw ——冲洗管路用水量的备用系数，一般取1.1-1.25，取1.25；

δ——水土比，一般取2-5，取2。 Q w =1.25×286×2=715 m3

3日灌浆量Q j

每日的灌浆量可按下式计算：

Qj=（Q t2+Qw ）u （3-5） 式中：Q j ——日灌浆量，m3；

u——泥浆制成率，如表1-1所示。 Q j =（286+715）×0.88=881 m3

则小时灌浆量可按下式计算：

Qjh =Qj /n.t m3/h （3－6） 式中：n ——每日灌浆班数, 班； t ——每班纯灌浆小时数。h/班。 则小时灌浆量：

Q jh =881/（2×5）=88m3

4其他计算方法

4.1根据采空区所留浮煤量的多少确定灌浆用土量:

Qti =S.T.K2.a m3 （3－7） 式中：S ——采空区倾斜面积，m 2； T——残留浮煤厚度，m ；

K2——浮煤量与用土量值比，一般取0.3-0.5； a——泥浆流失系数，取1.03-1.1。 4.2根据采空区体积大小确定灌浆用土量:

Qti =m.H.L.K m3 （3－8）

式中：m.H.L ——采空区体积，m 3; K——灌浆系数，一般取0.15。

第四章 泥浆输送系统

一、灌浆管道系统布置

灌浆管路有“L ”和“Z ”布置形式，如图4－1所示。各自的优缺点如下： ①、L 形：优点：能量集中，充分利用自然压力，管路有较大的注浆能力；安装维护管理简单。

缺点：井深时压力过大，易崩管。 ②、Z 形：与L 形相反。

L ”和“Z ” 灌浆管路图

所以灌将管路采用“L ”形布置，能使能量集中，充分利用自然压力，管路有较大的注浆能力。灌浆路线为：地面灌浆站→风井→-250总回风巷→西回风上山→煤4总回风巷→煤4一采皮带上山→4110上顺→工作面。

二、输浆倍线 1、输送压力

输送浆液的压力有两种：一是利用浆液自重及浆液在地面入口与井下出口之间高差形成的静压力进行输送，叫静压输送；二是当静压不能满足要求时，采用加压输送。加压输送多采用PN 型或PS 型泥浆泵。 2、输浆倍线

输浆倍线是指泥浆在输浆管路内流动时，输浆管路的总长度同输浆管路入口与出口处的高差之比，用N 表示。

静压输送时：

N =

加压输送时：

N =

式中 N ——输浆倍线；

L ——输浆管路的总长度，m ；

H ——泥浆在输送管路内流动时，其入口与出口之高差，m ； H ——泥浆泵的压力，m 。

倍线的实质是表示泥浆在输送过程中能量损失的关系，与水土比、土质、井下输浆管路的布置等因素有关。在给定的系统中，将有相应的倍线与一定的水土比相适应，过大或过小都不利。倍线值过大，管路阻力大，容易堵塞，；倍线值过小，泥浆出口压力过大，泥浆分布不均匀，灌浆效果差。根据经验一般情况下倍线值为3~8为宜。 三、灌浆管道选型 1. 管径选型计算

根据泥浆流速确定，对泥浆流速的要求是：

a 、能够保证泥浆中固体颗粒在输送过程中能够顺利流动而不要沉淀在管中，以致发生堵管事故。

临界流速：保证泥浆中固体颗粒在输送过程中能够顺利流动而不沉淀或生堵管的最小平均流速。他与土壤的质量、含砂量、比重、土水比等因素有关，可通过查表得出。

b 、根据临界流速计算管径后再反过来验算实际流速，使之略大于临界流速以保证泥浆的输送和获得最经济的管径。

① 管径计算：

（4－2）

式中：Q jh

v 0——临界流速m/s；

表4-1 泥浆临界流速表：

根据上表，选择外径为114mm 的热轧无缝钢管。 ③校验实际流速

v=4Qjh /3600πd 2 （4－3） v=4

×25.7/(3600×3.14×0.092)=1.123m/s

要求:

v=1.123m/s＞v 0=1.121m/s 2. 管材确定

根据灌浆压力确定：选用无缝钢管。 3. 管壁计算

① 垂直管道：

式中：δd ——管内径，mm ；

（4－4）

R Z ——许用应力，无缝钢管800kg/cm2；铸铁管200kg/cm2；普通钢管600kg/cm2；

P ——管内压力kg/cm2，P=0.11γj H ； γj ——泥浆容重t/m3，取1.2； H ——井深, 253.7m；

a——考虑管壁不均匀的附加厚度，钢管1-2mm ；铸铁管7-9mm ； b ——考虑垂直管道磨损的附加厚度，根据管道的服务年限取1-4mm 。

② 水平管道：

（4－5） n ——管道质量与壁厚不均匀的变动系数，取0.9。

③ 管材确定

根据上述计算，并结合表4－1，最终选择外径为114mm 的热轧无缝钢管

四、水枪选择

1、水枪的流量特性计算 1.1水枪喷嘴出口射流速度

水枪喷嘴出口射流速度可根据式（5－2）进行计算。

（5－1）

式中：φ——流速系数，取0.94；

H ——水枪工作压头，m 。

1.2水枪喷嘴流量

水枪流量可根据式（5－2）进行计算。

（5－2）

式中：u ——流量系数如射流未经压缩则u =φ；

S ——水枪喷嘴出口断面，S=πd 2/4； d ——水枪喷嘴直径，mm ；

1.3水枪喷嘴直径mm

水枪喷嘴直径可根据式（5－3）进行计算。 （5－3） 1.4水枪喷嘴压头m

水枪喷嘴压头可根据式（5－4）进行计算。

（5－

4）

1.5水枪台数计算

式中：Qt2——水枪小时用土量，m 3/h；

Qw ——水枪小时用水量，m 3/h；

q ——单位耗水量，（水枪在某一压力下取土1m 3所消耗的水量） m3/m3

2 单位耗水量

单位耗水量可参照以下标准进行。

5.2.1 粘土；松散土壤，松散砂土风化泥炭等 水枪压力： 30-40 m；（3-4kg/cm2） 单位耗水量：5-6 m3/m3； 5.2.2亚粘土；坚固黄土，砂土等

水枪压力： 40-60 m； 单位耗水量：6-7 m3/m3；

5.2.3轻亚粘土；极坚固黄土，砂土等 水枪压力： 60-70 m； 单位耗水量：7-9 m3/m3；

五、泥浆泵的选型

下列情况需要泥浆泵：

a. 如果管路太长，输浆压力不够；

b. 地面灌浆站距井口太远，泥浆至井口压力不够；

c. 采用水力取土，自然成浆方式时，水枪所需压力由泥浆泵提供。 （1）泥浆泵的流量Q j

泥浆泵的流量Q j 为前面设计的小时灌浆量，水力取土时为水枪小时用水量。 （2）泥浆泵扬程H j

用公式计算： Hj =h0+hf +hj +hs +hb +hc

式中：h 0——与泥浆提升几何高度相当的水柱高度m ； h0 =γj ·h0′/γw= γj ·h0′

h0′——泥浆提升几和高度m ；

hj ——局部阻力损失，一般为沿程阻力损失的10%； hs ——泥浆泵吸水高度，一般取4-5m ；

hb ——泥浆泵站内管路及零件阻力损失，一般取2-3m ；

hc ——剩余水头，取2-5m ； hf ——泥浆管道沿程阻力损失； hf =L·ij

L ——泥浆管道长度m ；

i j ——泥浆管道每米长度上运送泥浆时的水头损失，用公式计算： ij =K·iw

K ——泥浆阻力系数，与土水比有关。见表6－1： 表4－2 泥浆阻力系数表：

i w ——清水状态下的水头损失；

iw =λv 2/2gd λ——达西系数, 见表6－3： 表4－3 管径与达西数字查对表 这样计算得到的泥浆泵总杨程，使输送泥浆时的扬程。如是输送水，则简单一些，只要将公式中参数改为水的参数即可。

为简化计算，可将泥浆泵运送泥浆与清水时的关系用公式换算： Hj =H

w ·A

式中：H w ——泥浆泵运水时的扬程,m ； A——换算系数，见表4－4.

表4－4换算系数A