前 言
矿井通风指借助于机械或自然风压，向井下各用风点连续输送适量的新鲜空气，供给人员呼吸，降低井下工作面的温度，稀释并排出各种粉尘及有毒有害气体，创造良好的气候条件，为井下作业人员提供安全舒适的工作环境。随着浅部矿产资源的日渐枯竭，矿产资源开采向纵深发展是必然的趋势。随着开采深度的增加，矿井必将出现岩温增高、风路延长、阻力增大、风流压缩放热、风量调节困难、漏风突出、有毒有害物质和热湿排除受阻等问题。因此，矿井通风与安全的意义将更加重大。
80年代以来，随着煤矿机械化水平的提高，采煤方法和巷道布置及支护的改革，电子和计算机技术的发展，我国矿井通风技术有了长足的进步。通风管理日益规范化、系列化、制度化，通风新技术和新装备越来越多地投入应用，以低耗、高效、安全为准则的通风系统优化改造在许多煤矿得以实施，使矿井通风更好地为高产、高效、安全的集约化生产提高安全保障。
近年来，为适应综合机械化采煤的要求，原煤炭工业部在总结建设经验、借鉴国外先进技术的基础上于1984颁发了《关于改革矿井开拓部署的若干技术规定》，作为新井建设、生产矿井技术改造和开拓延深的依据。为适应生产集中化，开采深度增加、瓦斯涌出量大的情况，以“针对现实、着眼长远、因地制宜、对症下药、综合治理、节能增风”为指导思想，对数百座国有煤矿进行通风系统优化改造，配合一批有条件的生产矿井通过合并井田、扩大开采范围、增加储量进行改扩建的任务。
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目 录
第一章 矿井基本概况 ........................................................................................ 5
第一节 井田境界及资源/储量 ........................................................................................ 1
第二节 矿井设计生产能力及服务年限 ...................................................................... 3
第二章 矿井通风与安全 ....................................... 3
第一节 矿井通风条件概况 ............................................................................................... 5
第二节 矿井通风概况 ......................................................................................................... 5
第三章 通风管理及安全措施 .................................. 13
第一节 矿井通风管理 .......................................................................................................... 17
第二节 风机设备选型及管理 ........................................................................................... 17
第三节 矿井通风安全措施 ............................................................................................. 19
第四章 顶板管理 ............................................ 21
第一节 工作面顶板分析 .................................................................................................. 22
第二节 支护方式的选择 ................................................................................................... 18
第三节 顶板管理安全措施 .............................................................................................. 19
第五章 煤尘防治 ............................................ 24
第一节 开采煤层的煤尘爆炸危险性 ......................................................................... 24
第二节 各种防尘措施 ................................................................................................................ 21
第六章 防灭火管理 ..................................................................................................................... 25
第一节 基本措施 ................................................................................................................ 25
第二节 黄泥灌浆系统 ...................................................................................................... 25 第七章 水害防治 ............................................... 27 第一节 水文地质条件分析 ......................................................................................... 27
第二节 工作面探放水及防水害措施 ........................................................................ 24
致谢?????????????????????????????25 参考文献???????????????????????????.26
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前 言
矿井通风指借助于机械或自然风压，向井下各用风点连续输送适量的新鲜空气，供给人员呼吸，降低井下工作面的温度，稀释并排出各种粉尘及有毒有害气体，创造良好的气候条件，为井下作业人员提供安全舒适的工作环境。随着浅部矿产资源的日渐枯竭，矿产资源开采向纵深发展是必然的趋势。随着开采深度的增加，矿井必将出现岩温增高、风路延长、阻力增大、风流压缩放热、风量调节困难、漏风突出、有毒有害物质和热湿排除受阻等问题。因此，矿井通风与安全的意义将更加重大。
80年代以来，随着煤矿机械化水平的提高，采煤方法和巷道布置及支护的改革，电子和计算机技术的发展，我国矿井通风技术有了长足的进步。通风管理日益规范化、系列化、制度化，通风新技术和新装备越来越多地投入应用，以低耗、高效、安全为准则的通风系统优化改造在许多煤矿得以实施，使矿井通风更好地为高产、高效、安全的集约化生产提高安全保障。
近年来，为适应综合机械化采煤的要求，原煤炭工业部在总结建设经验、借鉴国外先进技术的基础上于1984颁发了《关于改革矿井开拓部署的若干技术规定》，作为新井建设、生产矿井技术改造和开拓延深的依据。为适应生产集中化，开采深度增加、瓦斯涌出量大的情况，以“针对现实、着眼长远、因地制宜、对症下药、综合治理、节能增风”为指导思想，对数百座国有煤矿进行通风系统优化改造，配合一批有条件的生产矿井通过合并井田、扩大开采范围、增加储量进行改扩建的任务。
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矿井通风与安全
第一章 矿井基本概况
第一节 井田境界及资源/储量
一、井田境界
山西中煤平朔北岭煤业有限公司井田位于平鲁区（井坪镇）N85°E，直距约13km，即榆林乡北岭村西１km 处。地理坐标为东经112°23′45″—112°25′09″；北纬39°31′45″—39°32′27″。全井田面积为2.0168km2，采矿许可证证号为C14xxxxxxxxxxxx6630，批准开采４号煤层，井田范围由以8个拐点坐标连线圈定见表1-1-1。
长2km，南北宽1.26km，井田面积为2.0168km2。
二、资源/储量
1．资源/储量估算范围
本次资源/储量估算范围，以山西省国土资源厅批准的矿区范围拐点坐标连线圈定，总面积为2.0168km2。4 号煤层为批采煤层，估算范围为剔除采空区范围的面积。另外井田范围内西北角断层下降盘为弧立块段，对于设计和生产实际意义不大，而且勘查程度较低，本次也作了估算。
2．资源/储量估算结果
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经估算，井田内批准的4 号煤层，保有资源/储量总计为24.59Mt，其中探明的经济基础储量(111b)为23.83Mt，推断的内蕴经济资源量(333)为0.76Mt，111b和111b+122b 分别占总资源/储量的96.91%和96.91%，
3．设计可采储量
（1）矿井工业资源/储量=111b+122b+333k
式中：K——可信度系数，根据本矿井地质构造简单、煤层赋有稳定的特征，K值取0.9。
（2）矿井设计资源/储量计算
矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量-永久煤柱损失
永久煤柱损失包括井田境界，已有的地面建(构)筑物、村庄、断层煤柱、采空区煤柱、河流煤柱、铁路煤柱等永久性煤柱损失。
（3）矿井设计可采储量
矿井设计可采储量按下式计算：
Zk=(Zs-P)·C
式中：Zk——矿井设计可采储量，kt；
Zs——矿井设计资源/储量，kt；
P—— 开采时需留设煤柱损失量的总和。开采时需留设的煤柱有：工业场地、采区边界、开拓大巷等主要巷道需留设的保护煤柱。
C——采区回采率，根据《煤炭工业矿井设计规范》，4号煤层取75%。
工业场地、地面村庄、已有的建(构)筑物地面范围按其实际占用范围并考虑其保护等级的围护带宽度而圈定，井下各可采煤层的保护煤柱范围计算方法为：松散层及基岩厚度参照邻近钻孔资料及实际揭露的资料而确定，松散层地层移动角取45°，基岩地层移动角走向取75°，上山取75°，下山取75-0.6α。
其它保护煤柱留设参数如下：井田境界20.0m，开拓大巷两侧各留设40m，采区边界两侧各留设5.0m，断距超过15m的断层留设30m的保护煤柱。
巷道煤柱按以下公式计算：
S?H(2.5?0.6M)
f
式中：
S——巷道保护煤柱的水平宽度，m；
H——巷道的最大垂深，4号煤层为150m；
M——煤层厚度，m，取4号煤层为10.01m；
f——煤的强度系数，取2.5。
4号煤层巷道保护煤柱为22.6m，大巷之间设计留设煤柱为24m，巷道两侧为
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40m，满足要求。
经计算，矿井工业资源/储量为24.514Mt，设计资源/储量为20.537Mt，设计可采资源/储量为11.705Mt。详见表1-1-2。
表1-1-2 矿井设计资源/储量计算表 单位：Mt
限7.28a；
二采区设计资源/储量：6.939Mt，设计可采储量2.534Mt，服务年限2.01a。
第二节 矿井设计生产能力及服务年限
一、矿井工作制度
矿井设计年工作日330d，每天四班作业(其中三班生产，一班准备)每天净提升时间16h。
二、矿井设计生产能力及服务年限
根据设计委托要求，结合煤层赋存条件，可采储量、装备水平、资金来源等因素，确定矿井设计生产能力为0.9Mt/a，其理由如下：
（1）根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件，晋煤重组办发[2009]132号“关于山西朔州平鲁区兰花永胜煤业有限公司等三处煤矿企业兼并重组整合方案的批复”，中煤平朔北岭煤业有限公司为单独保留矿井，批准
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开采煤层4号煤层，生产能力为0.9Mt/a，因此确定本矿整合后能力为900kt/a，是有政策依据的。
（2）井田内煤层储量较丰富，全井田设计可采储量11.705Mt，矿井服务年限9.29a，单从资源量来讲，生产能力不宜过大。
（3）从工作面装备水平来看，井型为0.9Mt/a时，只需装备一个综合机械化放顶煤工作面，管理方便。
（4）井田地质构造简单，水文地质条件中等，煤层倾角平缓，开采技术条件较好，适合机械化开采。
（5）从市场需求因素看，本矿井4号煤为低灰-高灰、特低硫、低热值-高热值的长焰煤（42）、弱粘煤（32），为动力用煤和气化用煤。完全可以满足各大电厂的需求，向平铁二站、木瓜界煤站及神头一、二电厂供煤，具有得天独厚的区域优势和资源优势，市场条件是非常有利的，因此，适当加大开发力度不仅能产生显著的经济效益，而且能产生较好的社会效益。
（6）从运输条件来看，矿井原煤外运依托汽车运输，可以满足矿井0.9Mt/a生产能力，井型不宜过大，因此，目前井型确定为0.9Mt/a较为合理。
综上所述，矿井设计生产能力确定为0.9Mt/a。
三、同时生产的水平数目的确定
尽管本井田主要可采为4、6、8、9、11号共5层煤层，但兼并重组批复文件和新换发的采矿许可证均只批准开采4号煤层，因此设计考虑采用单水平开拓开采，即设+1165m一个水平开采全井田4号煤层。水平服务年限为9.29a。
四、矿井及水平服务年限的计算
矿井及水平服务年限均按下式计算：
T=Z/(A·K)
式中：
T—服务年限，a；
Z—设计可采储量，Mt；
A—设计生产能力，Mt/a；
K—储量备用系数，取1.4。
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则：矿井服务年限T=11.705/（0.9×1.4）≈9.29a
第二章 矿井通风与安全
第一节 矿井通风条件概况
一、瓦斯
根据山西省朔州市煤炭工业局朔煤发[2010]176 号文“关于朔州市20xx年度30万吨/年以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，对山西朔州新都煤业有限公司（即北岭煤矿）矿井4 号煤层鉴定结果为：2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min，相对瓦斯涌出量为1.50m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.54m3/min，相对涌出量1.80m3/t；20xx年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.55m3/min，相对瓦斯涌出量为1.84m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.75m3/min，相对涌出量2.51m3/t；该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，不存在瓦斯突出现象。由于矿方提供的瓦斯资料有限，建议矿方尽快做进一步的瓦斯鉴定工作。
第二节 矿井通风概况
一、通风方式及通风系统
依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井采用中央并列式通风系统，机械抽出式通风方式。在已有的工业场地新布置副斜井，将原副斜井刷扩改造为回风斜井担负全矿井回风任务并兼做安全出口。其中主斜井、副斜井进风，回风斜井（原副斜井刷扩）回风。刷扩改造后的回风斜井服务范围为全井田。
二、掘进通风和硐室通风
矿井达到设计生产能力时，共配备2个综掘工作面，均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供给。
井下主变电所、主排水泵房、等候硐室及医务室、采区变电所等硐室采用独立通风。
消防材料库等硐室利用主通风机负压通风。
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三、矿井风排瓦斯量预测
根据瓦斯鉴定资料，20xx年、20xx年矿井瓦斯涌出量如下：2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min，相对瓦斯涌出量为1.50m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.54m3/min，相对涌出量1.80m3/t；20xx年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.55m3/min，相对瓦斯涌出量为1.84m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.75m3/min，相对涌出量2.51m3/t；该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，不存在瓦斯突出现象。设计采用20xx年瓦斯用量作为设计依据，即矿井相对瓦斯涌出量为1.84m3/t，则矿井达到设计0.9Mt/a规模时，矿井绝对瓦斯涌出量为 q绝=1.84×900000÷330÷24÷60=3.49m3/min；矿井二氧化碳绝对涌出量为
4.75m3/min。
根据本矿以往生产经验，回采工作面（含本煤层、邻近层、采空区等）瓦斯涌出量约占矿井瓦斯涌出量的70%，掘进工作面瓦斯涌出量约占20%，采空区（已采工作面）及其它地点瓦斯涌出量约占10%。综上可知，
回采工作面瓦斯涌出量为：q采=3.49×70%=2.45m3/min
掘进工作面瓦斯涌出量为：q掘=3.49×20%=0.70m3/min
采空区及其它地点瓦斯涌出量为：q其它=3.49×10%=0.34m3/min。
综上可知，矿井为低瓦斯矿井，本次通风设计根据矿井瓦斯鉴定资料中相对瓦斯涌出量进行预测计算。
四、矿井通风
(一) 矿井总风量计算
根据《煤矿安全规程》第一百零三条规定，矿井总进风量按如下要求分别计算，并选取其中的最大值：
1.按井下同时工作的最多人数计算
Q矿进=4·N·K矿通
式中：
N—井下同时工作的最多人数，160人；
K矿通—矿井通风系数，取1.20；
则：Q矿进=4×160×1.20=768m3/min=12.8m3/s
2．按采煤、掘进、硐室及其它回风地点实际需要风量的总和计算
根据国家安全生产监督管理总局颁布的《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）“矿井需要风量计算方法按各采掘工作面、硐室及其他用风巷
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道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。”其计算公式如下：
Qra≥(∑Qcf+∑Qhf+∑Qur+∑Qsc+∑Qrl)Kaq
式中：
Qra—矿井需要风量, m3/min；
Qcf—采煤工作面实际需要风量，m3/min；
Qhf—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
Qur—硐室实际需要风量，m3/min；
Qsc—备用工作面实际需要风量，m3/min；
Qrl—其他用风巷道实际需要风量，m3/min；
Kaq—矿井通风需风系数(抽出式Kaq取1.15-1.20，压入式Kaq取
1.25-1.30)，北岭矿为低瓦斯矿井，采用抽出式通风方式因此取Kaq=1.15。
（1）采煤工作面实际需风量的计算
每个采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
a．按气象条件计算
Qcf=60×70%×Vcf×ScfKchKcl
式中:
Vcf—采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度小于20℃取为
Vcf=1.0m/s；
Scf—采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值
计算，Scf=14.70m2；
Kch—采煤工作面采高调整系数，工作面采高为3.0m，取Kch=1.2；
Kcl—采煤工作面长度调整系数，工作面长度为180m，取Kcl=1.2；
70%—有效通风断面系数；
60—为单位换算产生的系数。
带入各参数计算得Qcf=60×70%×14.7×1.2×1.2=889m3/min=14.82m3/s。
b．按照瓦斯涌出量计算
Qcf?100qcg?Kcg
式中：
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qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，qcg=2.45m3/min；
Kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，Kcg=1.25；
100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。
则Qcf=100×2.45×1.25=306m3/min=5.10m3/s。
c．按照二氧化碳涌出量计算
Qcf?67?qcc?Kcc
式中：
qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；
qcc=2.51×(900000÷330÷24÷60)=4.75m3/min
Kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观
测1 个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。 根据矿井瓦斯鉴定资料，矿井达到设计0.9Mt/a生产能力时CO2绝对涌出量为4.75m3/min，相对涌出量为2.51m3/t。
Qcf=67×4.75×1.20=570m3/min=9.5m3/s。
d．按工作面温度计算
Qcf＝60×Vc×Sc×Ki
式中：Qcf——工作面需风量，m3/min；
Vc——工作面适宜风速，依据《煤矿通风能力核定办法》回采工作面温度与风速的对应关系取1.5m/s；
Sc——回采工作面平均有效断面，工作面取10.29m2；
Ki——工作面长度系数，取1.2。
Qcf＝60×1.5×10.29×1.2＝1111.32m3/min＝18.52m3/s。
e．按炸药使用量计算
采煤工作面不使用炸药，因此无需进行此项计算。
f．按工作人员数量验算
Qcf≥4×ncf
式中：Qcf——工作面供风量，m3/min；
4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，按交接班时40人考虑。 Qcf≥4×40=160m3/min=2.67m3/s
g．按风速验算
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公式如下：
验算最小风量
Qcf≥60×0.25Scb=60×0.25×10.92=164m3/min=2.73m3/s
Scb=lcb×hcf×70%=10.92m2
验算最大风量
Qcf≤60×4.0Scs=60×4.0×9.66=2318m3/min=38.64m3/s
式中：
Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，10.92m2；
lcb—采煤工作面最大控顶距，5.2m；
hcf—采煤工作面实际采高，3.0m；
Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积，9.66m2；
lcs—采煤工作面最小控顶距，4.6m；
0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；
70%—有效通风断面系数；
4.0—综合机械化采煤工作面，允许的最大风速，m/s。
综上所述，取最大计算值，并经风速校验，确定采煤工作面需风量为18.52m3/s。
（2）综掘工作面实际需风量的计算
A、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q综掘×K掘通
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/s；
q综掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，0.70m/min；
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.8。
则Q综掘=100×0.70×1.8=126m3/min=2.10m3/s，
B、按局部通风机吸风量计算
Q掘＝Qf×I+0.25Shd
Qf——掘进面局部通风机实际吸风量，m3/s。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；综掘面配2台型号FDB No6.3/2×15局部通风机，额定吸风量：Qf＝390m3/min＝6.5m3/s。
I——掘进面同时运转的局部通风机台数，取1台；
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0.25——为防止局部通风机吸循环风允许的最低风速。
Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。
Q综掘=6.5×1+0.25×18.20= 11.05m3/s
C、按人数计算
Q综掘＝4×Nj
式中：4——每人每分钟供给的风量不得小于4m3；
Nj——工作面同时工作的最多人数，综掘面取9人。
Q综掘＝4×9=36m3/min=0.6m3/s
D、按风速进行验算
按《煤矿安全规程》规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足： 0.25×Sj ≤ Q掘 ≤ 4×Sj
式中：Sj——掘进工作面巷道过风断面，m2。取18.20m2。
条件：0.25×S掘 ≤ Q掘 ≤ 4.0×S掘，m3/s
即：0.25×18.20 ≤ Q综掘 ≤ 4.0×18.20
满足 Q综掘=4.55～72.8m3/s
经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合《煤矿安全规程》的规定风速要求。
确定综掘工作面配风量为11.05m3/s，另需要考虑一个停掘不停风工作面的需风量，停掘不停风综掘工作面需风量按11.05 m3/s考虑，则：
ΣQ综掘=2×11.05+11.05=33.15m3/s。
（3）硐室实际需要风量
主变电所：3m3/s；
主水泵房：2m3/s；
等候硐室及医务室：3m3/s；
采区变电所：2m3/s。
则ΣQ硐=2+3+2+3=10 m3/s
（4）其他地点用风量
回采备用工作面：10m3/s
大巷联络巷等地点：15m3/s
防爆无轨胶轮车需要风量的计算
井下辅助运输采用防爆无轨胶轮车，为了稀释排放的尾气需要一定的风量，按下式计算所需风量：
Qd l=5.44×Nd l×Pd l×kd l
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式中：
Qdl—该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量，m3/min；
Ndl—该地点地点矿用防爆柴油机车的台数，台；
Pdl—该地点地点矿用防爆柴油机车的功率，kW；
kdl—配风系数，该地点使用1 台矿用防爆柴油机车运输时，k 为1.0。该地点使用2台矿用防爆柴油机车运输时k，为0.75。该地点使用3 台及以上矿用防爆柴油机车运输时k，为0.50；
5.44—每千瓦每分钟应供给的最低风量，m3/min。
无轨胶轮车需风量按照工作面搬家倒面时考虑，矿井井下同时共有2台型号为W8型胶轮车同时工作，胶轮车功率为85kW，另有WC40Y型支架搬运车2台和WC40EJ型铲板式支架搬运车2台，其功率分别为200kW和172kW。因此无轨胶轮车需风量计算如下：
ΣQ车=5.44×85×1+5.44×85×0.75×1+5.44×(2×85+2×200+2×172)×0.5
=5.44×（85×2+2×200+2×172）×0.5
=2486.08m3/min=41.43m3/s
则ΣQ其它=10+15+41.43=66.43m3/s
矿井总风量
则：Q矿进=（18.52+33.15+10+66.43）×1.15=147.32≈147m3/s
综合以上计算结果，矿井总进风量取150m3/s。
矿井总需风量为150m3/s。其中：副斜井进风量为110m3/s，主斜井进风量为40m3/s，回风斜井回风量为150m3/s。
（二）风量分配
矿井移交生产及达到设计生产能力时，风量分配如见表2-2-1。
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井下各巷道负风速符合《煤矿安全规程》要求，4号煤东回风大巷回风量为102m3/s，风速5.83m/s，瓦斯浓度为3.49×1.15÷60÷102=0.066%<0.7%，二氧化碳浓度为4.75×1.15÷60÷102=0.089%<0.7%均符合要求。
(三) 矿井通风负压及等积孔计算
1、矿井通风阻力计算
选择矿井达到设计产量后，根据回风斜井服务的区域，并考虑风机的合理使用年限，对矿井通风最容易及最困难时期的风阻最大路线进行负压计算，负压计算按下式计算。
??L?P
3h= S
式中：
h—矿井通风负压，mmH2O；
α—井巷通风摩擦阻力系数，N·s2/m4；
L—井巷通风线路长度，m；
P—井巷通风断面周长，m；
S—井巷通风净断面，m2；
Q—通过井巷的风量，m3/s；
在此基础上再考虑15%的局部阻力，经计算矿井通风容易时期负压为1541Pa(157.73mmH2O)，通风困难时期负压为1959Pa(204.40mmH2O)。矿井通风
容易时期回采工作面位于二采区采区北侧首采工作面，矿井困难时期位于一采区405工作面。
2、等积孔
矿井通风等积孔按下式计算。
A=1.19Q h-1/2
式中：
A—矿井通风等积孔，m2；
Q—矿井总进风量，m3/s；
?Q2
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h—矿井通风负压，Pa。
经计算，矿井通风容易时期等积孔为4.18m2，通风困难时期等积孔为
3.71m 2，矿井通风属小阻力矿井，矿井通风属容易矿井。
第三章 通风管理及安全措施
第一节 矿井通风管理
一、回采工作面通风方式及合理性分析
矿井目前采用中央并列式通风系统，机械抽出式通风方式。
综放工作面为全负压通风系统，目前采用“一进一回U型”通风方式，回采工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。
二、回采工作面的瓦斯涌出量
根据山西省朔州市煤炭工业局朔煤发[2010]176 号文“关于朔州市20xx年度30万吨/年以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，对山西朔州新都煤业有限公司（即北岭煤矿）矿井4 号煤层鉴定结果为：2009 年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min，相对瓦斯涌出量为1.50m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.54m3/min，相对涌出量1.80m3/t；20xx年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.55m3/min，相对瓦斯涌出量为1.84m3/t，二氧化碳绝对涌出量
0.75m3/min，相对涌出量2.51m3/t；该矿瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，不存在瓦斯突出现象。由于矿方提供的瓦斯资料有限，建议矿方尽快做进一步的瓦斯鉴定工作。
第二节 风机设备选型及管理
一、通风设备
矿井采用机械抽出式通风方式。矿井现有两台FBCDZ-№24型矿用防爆对旋通风机，配套2×132kW防爆电动机。现有通风设备已不能满足矿井资源整合后的通风需求，设计需重新选择通风设备。
一、设计依据
矿井回风量： QＫ=150 m3/s
通风容易时期负压：HKmin=1541Pa
通风困难时期负压：HKmax =1959 Pa
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二、通风设备选型
1、风机所需风量及负压的计算
风机所需风量： QF＝KL·QK =157.5 m3/s
式中：KL —— 漏风系数，取1.05；
风机所必需的负压：
HFmin=Ｈkmin +△H =1841 Pa
HFmax=Ｈkmax +△H =2259 Pa
式中：△h—— 通风设备阻力损失，取300 Pa
2、风机及电动机选择
根据前述计算求得的风机所需风量及负压，可选择FBCDZ-8-№30B（n=740r/min）型矿用防爆对旋轴流式通风机两台，来满足矿井通风容易及困难时期矿井通风的需要，两台风机，一台工作，一台备用，通风机配套YBP，8极，10kV，2×450kW隔爆变频电动机。
确定风机工况点：
回风井标高： +1260.3 m
换算为标况下的性能参数：
Q0=Q
H0=H*ρ0／ρ
ρ0／ρ=1.107
容易时期：H0=2038 Pa
困难时期：H0=2501 Pa
管网阻力曲线方程：Hmin=0.0822Q2 ，Hmax=0.1008Q2
通风机通过变频器调速运行调节工况点参数见下表：
表3-2-1
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电动机计算功率 N?k?Q?H 1000??m??
式中： Q—— 风机工况点风量 (m3/s）；
H—— 风机工况点风压 (Pa）；
η—— 风机工况点效率(%)；
ηm—— 传动效率；取ηm＝0.98
K—— 富余系数；取K＝1.3
通风容易时期： N＝517.9kW
通风困难时期： N＝702.2kW
通风机配套YBP系列，8级，10kV，2×450kW隔爆型变频电动机。
三、反风方式
采用通风机反转反风方式。
通风机可以在10min内实现反风，反风量大于正常供风量的40%。符合《煤矿安全规程》的要求。
反风工况点主要参数如下：通风机反风曲线见附图 7-2-3。
通风容易时期：Q=96.0m3/s；H=757.2 Pa；η=45℅；β=42°/34°； 通风困难时期：Q=96.0m3/s；H=929.1 Pa；η=53℅；β=43°/35°； 反风时电动机容量校验：
通风容易时期：P=214.5kW＜2×450 kW
通风困难时期：P=223.3kW＜ 2×450 kW
第三节 矿井通风安全措施
一、减少工作面漏风措施
（1）人、车穿过风门时,严禁同时打开两道风门，防止风流短路，使工作面瓦斯集聚。
（2）各进、回风联络巷中的风门、风帘、调节风门及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。
（3）尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。
（4）采煤工作面回采结束后，必须在45d内进行永久性密闭。
（5）工作面采空区放顶采取每循环放顶一次，对未能及时垮落的悬顶采取
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强制放顶，以确保采空区不积存瓦斯。
（6）工作面前、后端头采空区采取强制放顶有困难时，及时用沙袋将其充填，确保采空区空间不得超过0.5m3。保证瓦斯不积聚。
二、工作面通风设施及保证风流稳定可靠的措施
（1）工作面通风设施要有专人管理，保证经常处于良好的状态，并能够正常使用。
（2）工作面必须配备专职瓦斯检查员，按照要求对瓦斯进行检查，并分地点挂牌，说明检测的结果和时间。
（3）各种防尘、防瓦斯设施必须按照要求配备齐全。
（4）个人防护必须严格执行有关规定，工作面及回风流中所有工作人员必须佩戴防尘口罩，否则不得作业。
（5）及时排除巷道内的污水和杂物，保证通风系统的正常运行。
（6）通风科每旬进行一次测风工作，并将结果通知综采队。
（7）任何人都不得以任何理由拆除或破坏通风设施。
三、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
1．矿井通风主要设施
①．主要进、回风巷道之间的联络巷中两道联锁的正向风门和两道反向风门，以免风流短路。
②．沿煤层布置的进、回风巷道，在其立交处设置风桥。
③．在独立通风硐室的回风道中和进、回风巷道尽头的联络巷中，安设调节风门，以控制通风风量。
④．在主要风巷中，均建立测风站，以便正确测定风量。
2．防止漏风和降低风阻的措施
①．回风立井风硐、风道等地面建筑需严实，经常检修，以防漏风。
②．各进、回风联络巷中的风门、调节风门及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。
③．尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。
第四节 瓦斯治理
一、工作面瓦斯来源分析
综放工作面瓦斯主要来源：本煤层及回采期间的临近层、采空区瓦斯涌出。
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二、工作面瓦斯抽放方式及参数的确定
根据现有资料显示，开采4号煤层时，瓦斯涌出量不大，为低瓦斯区域，因此不设瓦斯抽采系统。
三、工作面上、下隅角瓦斯管理措施
工作面上、下隅角通风形成一个死角，容易发生局部瓦斯积聚现象，所以，必须加强对工作面上隅角的瓦斯管理工作。
（1）必须严格瓦斯检查，如发现体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源,进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可通电启动。
（2）如发现上隅角瓦斯积聚,根据实际情况采用风障引导风流法或在回风巷安设抽排风机的办法来解决.采用抽排法处理瓦斯积聚时，安设抽排瓦斯风机2台，一台工作，一台备用，并在风机吸风口安设甲烷传感器及断电仪，保证抽排风机安全运行。
第四章 顶板管理
第一节 工作面顶板分析
4 号煤层直接顶以泥岩、砂质泥岩为主，厚度平均2.10m，顶板泥岩抗压强度6.8MPa，砂泥岩抗压强度26.10MPa，抗拉强度2.72MPa，裂隙比较发育，稳定性较差；老顶为中粗砂岩；底板岩性为泥岩和粉砂岩，局部为砂质泥岩，属中等冒落顶板，因此直接顶能够冒落，在这样顶板条件下顶煤是能放出的。
第二节 支护方式的选择
（一）端头支护
工作面两端头为顶板压力集中区，故工作面输送机机头与胶带顺槽连接处和机尾与辅运顺槽连接处选用ZFT12000/23/37型端头支架各1组（2架一组）共同组成端头支护。
（二）超前支护
1、支护方式
工作面轨道顺槽和胶带顺槽在距工作面煤壁20m范围内必须进行超前维护。采用LDW40单体液压支柱配合П型钢梁支护。轨道顺槽采用在原支护间套打一架
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一梁两腿的单体矩形∏梁棚，胶带顺槽采用在原支护间套打一架一梁两腿的单体矩形∏梁棚。棚腿选用DZ31.5-25/110Q单体液压支柱，棚距0.6m。在距工作面10m范围内应在每架∏梁棚梁下增设一根单体支柱，轨道顺槽巷在棚梁正中支设，转载机巷靠转载机一侧支设，且距保险帮或煤帮0.4m以上，构成一梁三腿以加强支护，但必须保证转载机巷有足够的行人通道。两巷铁棚子及∏梁棚随循环逐架回撤。
2、超前支护管理措施
（1）两巷超前维护均由检修班专人进行，至少5人协作，严格执行敲帮问顶制度，操作前先处理好顶板活石，额头、滚帮等不安全隐患。
（2）作业时，一人负责抱柱子，两人扶持上梁，一人负责送液升柱，另一个观顶监护，各工序要协调配合，上梁升柱过程中严禁人员通行，以防掉梁倒柱伤人。
（3）确保支护质量，棚腿呈一条直线，所加打单体打在实底上，且迎山有劲，液嘴平行于巷道，朝向采空区，超前支护打起后，必须使用防倒软（细钢丝绳）、硬链接装置将每根支柱互相固定联在一起。
（4）若两巷压力增大，所打单体支柱出现钻底现象时，单体支柱必须穿铁鞋。
（5）所有单体支柱必须达到初撑力，初撑力达到90KN（11.4MPa），若出现断梁折柱或泄液的单体时，必须及时更换。
（6）班班必须保证超前维护距离不少于20米，出煤班在回棚后把回取的中间单体支柱及时补在外面的棚梁下，始终保持10米范围内中间单体支柱齐全。
（三）工作面支护
目前，本矿综采放顶煤工作面确定选用ZF6800/18/32型掩护式低位放顶煤液压支架，该支架控顶能力强、煤炭回收率高、支架后部作业空间大、利于设备维护和浮煤清理等特点。
第三节 顶板管理安全措施、
由于向外回采，预计工作面上、下出口压力较大，上、下两顺槽会有片帮掉顶现象，为防止片帮伤人，特制定如下安全技术措施。
（1）加强液压支架检修，保证液压系统无漏窜液，支架动作灵活可靠，达到支护要求。
（2）检查所有支架立柱、平衡千斤顶安全阀，保证所有支架安全阀达到额定开启压力。
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（3）认真检查液压支架损坏情况，发现支架大脚、掩护梁、底座有开焊、断裂现象时，应及时焊好。
（4）生产班割煤时必须保证支架达到初撑力，及时跟机拉架。
（5）采煤机司机应割平顶底板，保证支架接顶严实。
（6）生产过程中要加强观察周期来压情况，准确掌握来压步距。
（7）在顶板离层的情况下，应采用“擦顶移架法”，即首先将支架立柱快速下降，当支架顶梁与顶板稍有距离时，停止降架，立刻拉架使支架的顶梁与顶板相擦而快速前移，将支架前移一个步距，停止拉架，然后升起支架，并达到初撑力，进行正常操作支架的过程。
（8）在顶板比较破碎的情况下，应采用超前拉架方式，稍降支架，将支架快速拉前，顶到煤帮上。采煤机割煤时沿底走，将溜子推出后再返刀割顶煤。
（9）接班后进入工作面前必须由班长或指派专人将上下出口的片帮隐患和顶板零皮撬下来。处理片帮煤和零皮时，必须使用合适的撬棍，人员应站在安全的地方。另外在班中随时检查片帮情况，发现隐患要及时处理，处理时要保证有一人监护。
（10）支架工跟机拉架时不得面向工作面，采煤机割煤时采煤机司机严禁站在支架前，要站在支架内护网后操作，且司机必须距顶滚筒10m以外地方进行操作。
（11）采煤机司机割煤时必须戴专用头盔，并且戴防护镜，以防飞溅的煤块伤人。
（12）进入溜槽内换截齿或检修设备时，要将采煤机停在工作面压力较小，片帮不严重的工作面端头，同时将护帮板打出去，进行敲帮问顶将片帮煤处理掉，并由专人监护。
（13）采煤机割煤时，过往行人必须迅速通过，并且不得面向工作面。
（14）采煤机割煤时人员不得在支架前行走，必须在支架内行走。
（15）无论任何人在工作面捡加高槽内的大块煤时，必须将工作范围内的护帮板打出去。
（16）行人在通过上下出口时，必须先仔细观察顶板及副帮是否有片帮或冒落危险，确认安全后方可通过。每刀煤对两出口片帮隐患排查一次。
(17)刮板机大块煤矸堵死后，必须由班长先检查片帮及顶板情况，确保安全后，方可进入工作区作业，并派专人负责观察顶板，发现隐患应及时将人员撤出。
(18)上下两巷的超前支护必须及时有效，不得有空顶现象。
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(19)行人必须快速通过上下安全出口，不得在安全出口内停留或与他人交谈、喊话。
(20)无论是清理电机盖板及上下巷出口片帮煤还是处理转载机事故时，任何人不得在电机盖板上休息，更不得随意摘下安全帽。
(21)在清理电机盖板及上下巷出口片帮煤时，必须戴好安全帽系好安全带，并实行2人工作制，1人工作，1人观察顶板，如发现安全隐患，应将隐患处理后方可进入工作区作业。
(22)在正常生产过程中，机头看大块人员应随时撬下出口片帮煤，将顶板零皮处理掉，在他人通过时，应事先警告他人注意安全。并负责及时将机头端头支架超前拉出、升紧。
(23)两顺槽联巷必须在工作面推进超前50m提前打木柱，以免发生冒顶事故。
第五章 煤尘防治
第一节 开采煤层的煤尘爆炸危险性
4号煤层煤尘具有煤尘爆炸性危险。为确保矿井的安全生产，改善工作环境，保护工人健康，必须采取预防和降低煤尘的措施，采用工作面煤层预注水、回采时喷雾洒水、打眼时采用湿式凿岩、各转载点洒水和及时清理巷道浮煤、控制风速等措施。
第二节 各种防尘措施
一、工作面防尘供水系统
井下消防洒水采用合流制系统，水源来自矿井水处理站净化处理后的井下排水，其水质符合井下消防洒水水质标准。井下消防洒水管路由地面处理站清水池经主斜井下至井底，经减压后送至各消防及洒水使用点。
（1）工作面防尘供水系统
工业场地地面清水池→主斜井井筒→井底清撒斜巷联络巷→4号煤东胶带大巷→大巷间联络→4号煤东辅运大巷→巷顺槽联络巷→工作面辅运顺槽（胶带顺槽）→工作面
（2）工作面防尘系统
A、工作面进、回风均需铺设D146×8洒水管路，进回风口安装过滤器，进
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风每隔50m安设洒水三通阀门，回风每隔100m安设洒水三通阀门。
B、距进、回风30m处安装一道自动喷雾，距工作面50m处安装一道净化水幕，喷雾前安装过滤器，喷雾必须覆盖全断面。
C、采煤工作面必须使用机组洒水降尘装置，机组和支架喷雾必须使用加压泵动压水，单独安装供水管路。工作面支架每5架安设一组联动喷雾，保证割煤时喷雾能自动开启，架下和放煤喷雾供水正常，能在降柱、移架、放煤时喷雾连动开启。各转载点必须有自动喷雾和50m洒水软管。
井下消防洒水供水管道系统见C1864-845-1。
二、工作面采煤、降柱、移架和放煤时的防尘措施
（1）各工作面的机组外喷雾装置水压不得低于1-1.5MPa，支架每5架安设一组联动喷雾，保证割煤时喷雾能自动开启；保证架下和放煤喷雾供水正常，在降柱、移架、放煤时喷雾能连动开启。
（2）队组负责安装、使用和维护架间喷雾设施，做到降柱、移架、放煤的时同步喷雾、水压不得低于1 MPa。
（3）两顺槽距工作面50m范围内必须设置一道封闭全断面的净化水幕，水压不得低于0.4MPa。
（4）各转载点必须有自动喷雾和50m洒水软管，并有专人负责管理，水压不得低于0.4MPa。
第六章 防灭火管理
第一节 基本措施
本矿首采区内的4号煤层属易自燃发火煤层，本设计特制定以下防范措施；
1、加强电气设备管理，严禁明火作业，防止外源火灾。
2、及时清理可燃物，严禁坑木等易燃物口杂乱无章堆积。
3、使用不延燃风筒和阻燃电缆。
4、井下设消防材料库，配备必要的消防器材。
5、井下人员按规定配备自救器。
6、建立以黄泥灌浆为主，注氮、凝胶堵漏为辅防的灭火系统。使用JSG-8束管监测系统监测监控自燃发火，并配备了GC-950型气象色谱仪，地面束管检
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测室位于区队办公楼。
7、采空区垮落造成地表塌陷裂隙及时充填，减少向采空区供氧量，防止采空煤炭自燃。
8、在下列地点设置消火栓：变电所入口、水泵房硐室、消防材料库入口、爆炸材料发放硐室、带式输送机机头15m以内。
9、井下带式输送机机头下方15m设烟雾传感器，输送机机头安装DMH自动喷水灭火系统。
10、输送带采用阻燃抗静电输送带，必须按MTl47-5标准要求设置，带式输送机为防爆产品，输送带机各种电气元器件均隔爆。滚筒、衬垫及非金属材料均抗静电及阻燃，必须符合MTl47-5要求，并设置了安全规程的所有保护装置。
11、在井底车场巷道各类硐室内配备足够的灭火器材。
第二节 黄泥灌浆系统
1．灌浆系统
本次设计在矿井工业场地设集中灌浆站，为全矿灌浆服务，灌浆方法采用随采随灌，即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。
2．灌浆方法
采用埋管灌浆法，在放顶前沿回风巷在采空区预先铺好灌浆管(一般预埋5～8m钢管)，预埋管一端通采空区，一端接胶管，胶管长一般为20～30m，灌浆随工作面的推进，用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次浆，要求工作面采空区能灌到足够的泥浆。
3．灌浆参数的选择
①．工作制度：与矿井工作制度相匹配，但需注意以下原则：
灌浆工作是与回采工作紧密配合进行。设计灌浆为三班灌浆，每天纯灌浆时间为10h，若矿井自燃发火严重，且所需灌浆的工作面较多，宜采用四班灌浆，每天灌浆时间为15h。
②．灌浆所需土量
日灌浆所需土量按下式计算：
式中：
Q土=K·G/V煤
Q土—日灌浆所需土量，m3/d；
G—矿井日产量，根据设计，日产量为2727t；
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V煤—煤的容重，根据地质报告，4号煤层容重为1.54 t/m3;
K—灌浆系数，为灌浆材料的固体体积与需要灌浆的采空区容积之比，取0.05。
则：Q土=0.05×2727/1.47=120.78（t）
第七章 水害防治
第一节 水文地质条件分析
矿井在日常开采过程中防治水患是一项重要工作，今后生产中应加强观测，在接近采空区，要进行探放水工作，坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则，对采空积水进行抽排，提前将采空积水抽放完毕后，方可进行采掘。
井田内有断层、陷落柱发育，虽然目前未发现有明显导水现象的断层，但断层破碎带岩性比较复杂，且胶结程度较差，加之受采动影响，不导水断层可以转变为导水断层，上部煤层采空积水也可能沿断层进入下部煤层，对下部煤层的开采造成危害，据邻近矿井资料。因此在生产过程中，对断层、裂隙发育段的导水性应引起足够重视，对断层和裂隙带要进行注浆加固，必须制定相应的预测、预报和安全防范措施，确保矿井安全生产。
本矿井1985 年至2006 年间的采空区内，虽然建有多个泄流孔，但是低洼处还有采空积水。根椐调查，该公司1985 年至19xx年和2004 年至2006 年的采空区内有二处积水，经估算积水量分别约13975m3和11757m3左右，均位于二采区。
第二节 工作面探放水及防水害措施
为预防工作面推进时，塌陷裂隙沟通积水体造成工作面突发性水患事故，在顺槽巷道掘进及回采过程中必须对上部及前方区域积水情况进行探测疏放。向上施工穿层钻孔，探明上部及前方区域煤岩层积水情况，并及时进行疏排。回采工作面配备MYZ-200型探水钻机1台，IS65-50-160排水泵6台；掘进顺槽配备MYZ-200型探水钻机2台，IS65-50-160排水泵4台。以此来满足采区和掘进工作面探水排水要求。
在生产过程中要严格执行“有掘必探，先探后掘”的探放水原则。采掘工作面或其它地点出现挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水
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加大、顶板来压，底鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告调度室，发出警报，撤出受水威胁地点的人员。
探水或接近积水地区掘进前或排放被淹井巷的积水前，必须编制探放水设计，并采取防止瓦斯和其他有害气体危害等安全措施。探放水设计技术要求及安全措施如下：
（1）掘进队组应在轨道巷打钻位置施工钻机峒室3.0×3.0×3.0米。
（2）钻探施工前，必须在孔口安设安全套管，当下入安全套管后，应进行耐压试验，耐压强度要大于预计水压。
（3）钻探施工时，必须准确确定钻孔位置、方位、倾角、孔深、终孔见空情况，认真做好原始记录。
（4）在施工过程中应加强钻场顶板、煤帮支护和有毒有害气体监测监控工作，确保钻探施工安全进行。
（5）钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员应立即向矿调度室报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。
（6）在探放水钻孔施工中水泵工必须坚守岗位，在疏排水期间，要加强排水工作，严禁堵孔，并做好排水记录，遇钻孔出水量发生变化，要及时汇报矿调度。
（7）在确认放完采空积水后，要及时用水泥、木楔等材料封闭钻孔，防止瓦斯溢出。
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致 谢
感谢我的导师，他严谨细致、一丝不苟的作风一直是我工作、学习中的榜样；他循循善诱的教导和不拘一格的思路给予我无尽的启迪。从论文的构思，选题，直到论文的撰写和后期修改，自始至终都得到了导师的悉心指导，论文的字里行间渗透了导师的心血和汗水，可以说没有导师的指导和帮助，就没有本文的完成。 我不仅感受到导师敏捷的思维，深厚的学术造诣，更感受到了导师严谨的治学态度，注重实际的工作作风，兢兢业业的工作精神，以及宽阔的胸怀，这些都给学生留下了深刻的印象，使学生终身受益。他这种对事情认真负责的，追求实事求是的精神，不仅鼓舞学生完成了自己的学业，而且为学生树立了一个对事业执着追求的楷模形象。在此，学生谨向导师致以最衷心的感谢和最诚挚的敬意。 感谢四年时间内和我朝夕相处的同学们的帮助，我们一起度过了难忘的时光。 感谢本文所引用文献的作者。 感谢各位专家，教授对论文的评阅和指教。 感谢我的爸爸妈妈，焉得谖草，言树之背，养育之恩，无以回报，你们永远健康快乐是我最大的心愿。 由于作者才疏学浅，加之时光短暂，文中难免会有一些不足、疏漏甚至错误之处，恳请各位老师批评指正，以便作者在今后的学习和工作中逐步改进和完善。谢谢！
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参考文献
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