通风安全课程设计11.docx
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通风安全课程设计11
目录
第一章矿井概况1
第二章三水平己组概况3
第三章三水平设计生产能力及开拓方案5
第四章采区通风和安全6
第一节概况6
第二节采区通风6
第三节降温措施12
第四节灾害预防及安全装备12
第一章矿井概况
一、地理位置、井田范围及交通状况
十矿位于平顶山煤田东部，平顶山市东北部，距市区中心约6km，行政区划平顶山市卫东区。
井田东西走向长4.5公里，南北倾斜宽7.0公里，井田含煤面积约31.5平方公里，开采深度+40m～-800m。
地理位置东经113°19′20″至113°23′18″，北纬33°44′47″至33°48′45″。
交通以铁路、公路为主，南距平顶山火车东站5km，由此往东至孟庙东站62km与京广铁路相接，向西38km至宝丰车站与焦枝铁路相连，矿井通过矿区专用铁路与国铁接轨。
公路交通以平顶山市为枢纽，辐射附近各县、市及矿区，并与四通八达的许南、洛叶公路相连，交通极为便利。
二、矿井初设及建设情况
十矿是根据1957年中南煤田地质局401队提交，经国家储委会审批的《宝叶襄平顶山煤田马棚山高皇庙矿区地质报告》设计的。
1958年由武汉煤炭设计院设计。
1957年1月十矿建设立项，由全国储量委员会批准。
矿井建设期为1958年8月开工兴建，1964年2月移交投产，设计生产能力为120万吨/年。
三、矿井扩建情况
依据煤炭工业部（82）煤生字第630号《关于平顶山十矿扩建初步设计的批复》，其中：
鉴于平十矿储量丰富、构造简单，近几年产量上升幅度较大，为保持进一步提高现有矿井生产能力，同意扩增北区，矿井设计能力由年产120万吨扩建至180万吨，净增60万吨。
1982年矿井改扩建，1986年投产，扩建后矿井生产能力为180万吨。
四、矿井改建情况
由于1982年矿井改扩建时，原设计对深部的己组煤开发问题未很好解决，没有己组煤开发系统。
故1993年，矿井对于己组煤的开发又进行了改建工程，此次矿井改建不增加设计能力，仍维持矿井设计生产能力180万吨/年。
2010年实际核定生产能力：
330万吨/年。
五、矿井储量及水平划分情况
矿井储量：
截止2010年底，矿井剩余工业储量20645.6万吨，可采储量14707.7万吨。
矿井剩余服务年限45年
水平划分情况：
十矿划分三个水平开采，一水平基本结束，二水平为生产水平，现有生产采区四个：
己二采区、北翼东区、北翼中区、己四采区，三水平戊组、己组正在开拓。
六、开拓方式、开采方法
开拓方式：
十矿矿井开拓方式为立井、斜井综合开拓，采取一对竖井，一个主斜井，一个乘人斜井，三个水平上下山开拓全井田。
开采方法：
采用长壁后退式综合机械化采煤法采煤，全部垮落法管理顶板。
第二章三水平己组概况
一、三水平己组范围
十矿三水平己组采区边界深部为李口向斜轴，东部为23勘探线以东500m，西部为26勘探线，南部为己四采区下部边界，采区东西走向长4.5km，南北倾斜宽1.5km，含煤面积7km2。
二、三水平己组采区地质储量
三水平己组采区地质储量详见表1
表1三水平己组采区地质储量表
煤层
A+B（万吨）
工业储量（万吨）
可采储量（万吨）
合计（万吨）
己15.16
1444.7
1444.7
1083.5
3087.5
己17
1637.9
1666.0
1492.9
己16
464.3
601.4
511.1
己15
809.2
1054.6
843.7
三、煤层赋存状况
三水平己组煤层属二叠系山西组，下距石炭系太原组顶部灰岩8～20m，上距己组顶板砂岩10～20m，与戊组煤间距180m左右。
本煤组包括己14、己15、己16、己17四个煤层，己14不可采，己15、己16、己17为主要可采煤层。
在三水平范围内，己15、己16煤层在25勘探线以东合层，煤厚在3.5m左右，局部可达4.5m，在25勘探线以西，己15煤厚1.86～2.55m，多数为2.0m左右，有东南向西北逐渐变薄，己16煤厚0.95～1.15m，己17煤厚1.8～2.7m，多数2.2m左右，己15与己16夹矸厚度0.3～2.3m，遇水易膨胀，由东向西逐渐增厚，己16与己17夹矸厚度0.3～0.7m，己15直接顶为砂质泥岩含砂质条带，向上有时沉积有条带状砂岩，6m左右夹褐色油质光泽泥岩，8～10m为0.4m左右的己14煤层。
其上为己组顶板砂岩，此顶板砂岩为砂岩群，厚度巨大，岩石层面夹碳质薄膜己白云母，己17底板一般情况下为含白云母砂质泥岩，厚10m左右。
煤层倾角6～15°。
第三章三水平设计生产能力及开拓方案
一、设计生产能力
根据《煤矿安全规程》，该采区东西翼可以各布置一个采面同时生产，己15.16在25勘探线以东合层，煤厚平均3.5m，按每个工作面每年推进900m计算，一个工作面年产量计算如下：
900×150×3.5×1.31×0.95＝588026.25t
那么两个采面年产量就是：
588026.25×2＝1176052.5t
加上掘进煤，两个工作面生产能力能达到120万吨/年，故三水平己组采区设计生产能力确定为120万吨/年。
二、开拓方案
利用己四采区三条下山向下延深至李口向斜轴，轨道下山穿层布置，倾角11°，运输机下山、瓦斯专用回风下山布置在煤层顶板砂岩中，在24-11钻孔附近打一回风立井，井筒直径6m，井深700m，落底在己组煤层底板以下，在深部（李口向斜轴附近）打一进风立井，井筒直径6m，井深1100m，落底在己组煤层底板以下。
第四章采区通风和安全
第一节概况
1、瓦斯
根据《河南省煤炭工业和信息化厅关于对中平能化集团所属煤矿2010年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》（豫煤工信[2011]201号），十矿2010年瓦斯鉴定结果：
矿井相对瓦斯涌出量为21.57m3/t，绝对瓦斯涌出量112.09m3/min，同时根据己四采区开采情况，己组煤层中瓦斯含量较高，瓦斯涌出量也较大。
随着开采深度的增加，瓦斯含量还会进一步增加。
十矿在采掘生产过程中，要严格按有关规定对三水平己组采区煤层进行瓦斯等级鉴定，并根据瓦斯等级鉴定结果采取相应的安全防范措施，确保安全生产。
2、煤层自燃及煤尘爆炸性
据己四采区取样鉴定结果：
己组煤自燃发火等级为Ⅱ级，属自燃煤层，自燃发火期为3~6个月。
煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为：
34.9%。
3、地温
地温：
该区地温梯度为：
3.2℃/百米。
第二节采区通风
一、通风系统及通风方式的选择
十矿采用分区式通风系统，抽出式通风方式。
三水平己组采区由三水平进风井进风，己四风井回风。
三水平己组采区通风路线为：
三水平进风井→三水平己组井底车场→三水平己组运输机下山、三水平己组轨道下山→采面及掘进头→采区中车场及回风道→三水平己组瓦斯专回下山→己四采区瓦斯专回下山→己四风井。
二、风井位置、服务范围及服务时间
该采区的己四风井位于十矿北翼工区北侧，服务于己四采区和三水平己组采区，服务时间延续到三水平己组采区结束。
三、掘进通风及硐室通风
掘进工作面采用KDF-6.3型对旋轴流式局部扇风机。
变电所、水泵房、绞车房等硐室独立供风。
四、井下避灾路线
1、避瓦斯、煤尘爆炸、火灾线路
当井下发生瓦斯、煤尘爆炸火灾时，井下人员应逆风流方向逃跑自救，具体避灾线路如下：
回采工作面→工作面运输巷→采区中车场→三水平己组采区轨道下山（或运输机下山）→己四采区轨道下山（或运输机下山）→-320水平大巷→乘人斜井（或主斜井、北翼副井）→地面。
当机电硐室或掘进工作面发生火灾时，应迅速撤入安全的进风巷，并由进风巷沿避灾路线撤至井口。
2、避水灾路线
当发生水灾时，井下人员应从高处向安全出口撤退。
具体避水灾路线如下：
回采工作面→工作面运输巷→采区中车场→三水平己组采区轨道下山（或运输机下山）→己四采区轨道下山（或运输机下山）→-320水平大巷→乘人斜井（或主斜井、北翼副井）→地面。
矿井生产中应根据开拓开采情况，针对不同的灾害地点和灾害类型随时调整避灾线路。
五、三水平己组采区风量计算及负压、等积孔的计算
1、综采工作面风量计算
（1）按瓦斯涌出量
Q采=100×q瓦采K采通=100×9.8×1.2=1176m3/min=19.6m3/s
式中：
Q采—采煤工作面的实际需风量，m3/min；
K矿通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数，取1.2；
q瓦采—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，取9.8m3/min。
（2）按人数计算
Q采=4×N=4×29=116m3/min≈1.93m3/s
式中：
N—采面同时工作的最多人数，取29人。
（3）按工作面温度计算
Q采＝60×V采×S采
式中：
V采—采煤工作面风速，根据工作面温度取2.5m/s；
S采—采煤工作面的平均断面积，6m2；
Q采＝60×2.5×6.0=900m3／min=15m3/s
（4）按风速进行验算
60×4S采≥Q采≥60×0.25S采
式中：
S采—采煤工作面的平均断面积，6m2。
1440≥Q采≥90
综合以上计算，采面风量取1200m3/min。
即20m3/s。
2、掘进工作面风量计算
（1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q瓦掘·K掘通=100×2.05×1.4=287m3/min=4.78m3/s
式中：
q瓦掘—掘进面的瓦斯平均绝对涌出量，取2.05m3/min；
K掘通—掘进面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.4。
（2）按炸药用量计算
Q掘=25×A=25×2.7=67.5m3/min=1.125m3/s
式中：
A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取2.7kg；
（3）按人数计算
Q掘=4×N=4×9=36m3/min≈0.6m3/s
式中：
N—掘进面同时工作的最多人数，取9人。
（4）按局部通风机实际吸风量计算
Q掘进=Q扇×局扇数量+15S=260×1+15×6.5=357.5m3/min≈6m3/s
式中：
Q扇—局扇实际吸风量，KDF—6.3型局扇吸风量为330~185m3/min，取260m3/min；
S—机巷局扇到机巷回风口之间的巷道断面积。
（5）风速验算
60×4S采≥Q采≥60×0.25S掘
式中：
Sj—掘进巷道的断面积，取13.8m2
3312≥Q采≥207
综合以上计算，煤巷掘进工作面风量取360m3/min，即6m3/s。
3、硐室需风量计算
根据《煤矿安全规程》要求和十矿生产实际配风情况，该采区硐室的实际需风量如下：
（1）绞车房、变电所、水泵房配风：
60m3/min（1.0m3/s）
（2）采区变电所：
90m3/min（1.5m3/s）
（3）电机车修理及充电硐室：
300m3/min（5m3/s）
4、三水平己组采区风量计算
三水平己组采区投产后，己四采区仍有采掘活动，为了有利于三水平己组采区的采面接替，整个己组采区的通风风量应统一考虑，具体如下：
按照采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算：
Q=（∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它）×K
式中：
Q—采区总风量，m3/s；
∑Q采—采煤工作面所需风量之和，m3/s；
∑Q备—备用工作面所需风量之和，m3/s；
∑Q掘—掘进工作面所需风量之和，m3/s；
∑Q峒—各硐室所需风量之和，m3/s；
∑Q其它—除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和，m3/s；
K—矿井通风系数，取1.25。
设计考虑综采工作面配风15m3/s；煤巷掘进工作面配风6m3/s；采区变电所配风1.5m3/s；绞车房、水泵房、变电所各配风1.0m3/s，电机车修理及充电硐室配风5m3/s。
采区总风量Q=（2×15+4×6+2×1.5+4×1.0+1×5）×1.25=82.5（m3/s）取83m3/s详见表2。
表2配风法计算矿井总风量表
项目
数量
每处供风量
（m3/s）
小计
（m3/s）
备注
己四采区
综采工作面
1
15
15
煤巷掘进工作面
4
6
24
采区变电所
1
1.5
1.5
绞车房
1
1
1
三水平己组
综采工作面
1
15
15
采区变电所
1
1.5
1.5
绞车房
1
1
1
中部泵房
1
1
1
中部变电所
1
1
1
电机车修理及充电硐室
1
5
5
合计
66
考虑矿井通风系数
1.25
总计
82.5
取83m3/s
5、己组采区通风负压计算
采区负压根据矿井通风阻力计算公式及矿井通风系统图计算而得，庚一采区通风容易期与通风困难时期的负压为：
公式：
h摩=αLPQ2/S3=RQ2
式中：
h摩—摩擦阻力，Pa；
α—摩擦阻力系数，N·s2/m4；
L—巷道长度，m；
P—巷道净断面周长，m；
Q—通过井巷的风量，m3/s；
S—井巷净断面积，m2；
R—井巷摩擦风阻，N·s2/m8；
计算结果为：
h摩=2570.471Pa
6、等积孔计算
Amax=0.38Q/
=0.38×31/
=1.21m2
Amin=0.38Q/
=0.38×83/
=2.035m2
矿井为通风中阻力矿。
六、通风设施，防止漏风和降低风阻的措施：
设计中为保证各用风地点按需要得到足够风量，井下所有进回风相交处均设有双向双道风门，在需调节风量处设调节风门，以保证风量分配的需求。
在风门设置地点充分考虑了使用条件和各用风地点风量调节的可能性，以达到减少漏风，提高风量的利用率。
为减少通风阻力，设计中尽量缩短通风线路，巷道断面的选择尽量保证巷道的风速为经济风速。
生产期间，应加强通风设施的维修和管理，经常清除巷道中的堆积物，及时修复压坏的巷道，保证通风有效断面，使风流畅通，降低巷道通风阻力。
第三节降温措施
一、矿井热害情况及本矿井的致热因素
平顶山矿区恒温带平均深度为25m，恒温带温度为17.2℃，庚一下山采区地温梯度在为3.2℃/100m，为地温正常区。
根据己四采区开采实践，地温对三水平己组开采会产生一定影响，导致矿井升温的主要因素是岩温。
二、降温措施
1、加大风量，使绝对热源均摊到单位风量上的热量减少，从而降低风温，也有利于人体散热。
2、采用后退式开采方式。
由于通风巷道的围岩已被冷却，因而可使回采工作面的进风温度下降0.6～1.6°C，并且能减少采空区漏风。
3、向煤体注水，降低煤体温度。
直接向采掘工作面喷洒冷水可以冷却新裸露的岩（煤）体，可以有效降低工作面的风温。
4、本采区投产的初期主要靠通风方法降温，随着煤层开采深度的增加，地温的升高，当通风方法无法解决地温问题时，需编制专门的降温设计，可考虑选择相应的设备采用机械或其它的降温措施。
当采用各种积极降温措施后，采掘工作面的气候条件仍达不到法定要求时，可采用人工制冷的方式冷却工作地点的风温。
第四节灾害预防及安全装备
本矿井为瓦斯突出矿井，煤尘有爆炸危险，己组煤层属自燃煤层。
根据煤层赋存条件及开采技术条件，设计采用先进技术装备，建立井下环境安全监测系统，对瓦斯、温度、风速、自燃发火等进行监控，对灾害进行早期预测预防，切实防止灾害的发生。
设计依据的法规有：
《中华人民共和国安全生产法》、《中华人民共和国矿山安全法》、《中华人民共和国煤炭法》、《煤矿安全规程》、《煤矿安全监察条例》、《矿井防治水工作条例》、《矿井防灭火规范》及现行有关行业性规范。
一、瓦斯灾害防治：
1、矿井要对瓦斯资料收集全面，加强研究。
随着开采深度的增加，注意瓦斯涌出量变化，并增补防治瓦斯措施。
2、严格掌握矿井风量分配，保证各工作地点和硐室有足够的新鲜风。
3、建立瓦斯个体巡回检查和连续监测的双重检测系统，可靠的预测和控制瓦斯事故的发生。
4、在采掘工作面及回风巷中设瓦斯自动断电警报仪，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室，做到超限报警、断电。
5、在掘进工作面穿煤层时，必须在距煤层10m以外打钻，经常检查瓦斯浓度，若发现异常情况，要立即撤人、停止掘进，进行处理。
6、认真处理采面上隅角、采空区及巷道中的瓦斯聚积，保证安全生产。
7、井下放炮必须执行一炮三检，消灭放炮时产生的火焰，严格执行有关规定，杜绝明火发生。
8、井下电器均选用防爆设备，消灭失爆，有效的杜绝电器火源。
9、为有效防止爆炸由局部扩大为全局灾害，要按规定设置隔爆水棚。
10、下井人员必须佩带自救器。
熟悉避灾路线，搞好自救。
二、粉尘的综合防治：
（一）防尘措施
为了工人的健康和防止煤尘爆炸事故，在生产时要制定除尘，降尘和防止煤尘爆炸事故的措施。
1、巷道风速必须符合《煤矿安全规程》规定，防止煤尘飞扬。
2、要建立完整的防尘洒水系统，对煤流转载点必须喷雾洒水，采煤工作面机、风巷安设风流净化水幕。
3、对容易积聚煤尘之处，应定期进行清扫和冲洗。
4、井下煤仓和溜煤眼经常保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼进风。
5、回采工作面采取煤壁注水防尘工艺。
以湿润煤体减少开采煤尘。
并对注水设备、管路、仪器定时检查、维护。
6、利用环境安全监测系统，及时测定风流中粉尘浓度。
7、采掘工作面应采取湿式打眼,使用水炮泥，放炮前后应冲洗煤壁，放炮时应喷雾降尘，出煤时洒水。
8、采、掘工作面工人必须配戴防尘口罩。
9、采煤机的喷雾洒水系统必须完好。
（二）防爆措施
1、采用冲洗巷壁，撒布岩粉、喷雾洒水等综合措施。
2、严格执行有关规定，杜绝明火发生。
3、消除放炮时产生的火焰。
4、井下电器均选用防爆设备，有效地杜绝电器火源。
5、有效地防止上下山跑车及金属强烈碰撞产生的火源。
（三）隔爆措施
为有效防止爆炸由局部扩大为全矿性灾害，在矿井石门、上（下）山、工作面顺槽等进、回风巷道中设置水棚。
水棚高度不小于1.8m，棚距1.5m，巷道内水棚总水量为主要巷道400kg/m2，其它巷道200kg/m2。
三、矿井防灭火：
该采区所开采的庚组煤层属自燃煤层，应在生产期间严格执行《矿井防灭火规范》，防治火灾发生。
（一）煤的自燃预防措施
1、工作面采完后，在轨道和运输顺槽的停采线附近在一个月内及时密闭，防止风流进入采空区。
2、在井下所有回风相交处均设有双向双道风门，在需调节风量处设有调节风门。
3、完善通风系统，合理控制风量，降低负压，减少漏风。
巷道布置考虑了全矿井反风、区域反风及局部反风。
4、井下按有关规定设置温度和CO探头，对火灾进行监控，及时发现自燃发火征兆，掌握规律及早预报并制定有效的防灭火措施。
5、利用十矿现有的注浆系统，定期、定量向采空区注浆、注水使采空区形成隔离带，杜绝煤炭自燃。
6、工作面推进过程中，采取向老塘喷洒阻化剂的措施，延缓老塘浮煤氧化。
（二）井下外因火灾防治
1、在井下机电硐室、井底车场和采掘工作面的附近巷道中设置消防器材，作为扑灭火灾之用。
在变电所通道内设置防火门。
2、井下电气设备均采用防爆型，并设有保护接地、短路、过流、过负荷、断相、漏电等保护。
3、井下电缆均采用煤矿用阻燃电缆。
4、井下各种电气设备需定期检查、维护、修理。
5、带式输送机采用阻燃胶带，驱动轮有防滑保护，烟雾保护，温度保护和堆煤保护装置，并设有自动洒水和防胶带跑偏装置，机头机尾硐室设有自动灭火系统，火灾报警装置和监测监控装置。
6、井下爆破严格遵守有关规程、规范规定，防止井下爆破引发火灾。
7、保证井下消防洒水系统完好。
（三）防灭火措施
本采区己组煤层自燃发火期为3~6个月，发火期较短，设计利用十矿现有的地面黄泥灌浆灭火系统，作为该采区主要的防灭火措施。
具体如下：
1、灌浆系统
铺设路线为：
灌浆管路由现-320水平大巷延接至三水平己组采区。
灌浆主管采用Φ200mm无缝钢管，回风顺槽采用Φ57×3无缝钢管，工作面采用Φ51（内注）纺织胶管。
2、灌浆参数计算及选择
（1）灌浆工作制度
全年330d，灌浆站每天工作班数及工作时间，视煤层自燃发火严重程度自行确定。
（2）对灌浆材料的要求
①颗粒要小于2mm，而且细小颗粒（粘土：
≤0.005mm者应占60%～70%）要占大部分。
②主要物理性能指标
密度为2.4～2.8；
塑性指标为9～11（亚粘土）；
胶体混合物（按MgO含量计）为25%～30%；
含砂量为25%～30%（粒径为0.5～0.25mm以下）
容易脱水和具有一定的稳定性
③不含有（或少含有）可燃物
（3）灌浆所需土量
①每天灌浆所需土量
Q土2=K×G/r煤=0.04×1370/1.254=43.7m3/日
式中Q土2—日灌浆所需土量，m3/日
K—灌浆系数，取0.04
G—采区日产量，吨
r煤—煤的容重，t/m3
②每日灌浆所需实际开采土量
Q土3=αQ土2=1.1×43.7=48.07m3/日
式中Q土3—日灌浆所需实际开采土量，m3/日
α—灌浆取土系数，取1.1
（4）灌浆水比的确定
经验数据为1：
6，生产矿可根据泥浆的运距、煤层倾角、灌浆方式、灌浆材料和四季变化等因素通过试验确定。
（5）每日制泥浆用水量
Q水1=Q土2δ=43.7×6=262.2m3/日
式中Q水1—制备泥浆用水量，m3/日
δ—泥水比的倒数
（6）每日灌浆用水量
Q水2=K水Q土2δ=1.2×262.2×6=1887.84m3/日
式中Q水2—制备泥浆用水量，m3/日
K水—水量备用系数
（7）每日灌浆量
Q浆1=（Q水1+Q水2）×M=（262.2+1887.84）×0.94
=2021.04m3/日
式中Q浆1—日灌浆量，m3/日
M—泥浆制成率
（8）每小时灌浆量计算
Q浆2=Q浆1/nt=2021.04/2×5=202.1m3/日
式中Q浆2—每小时灌浆量，m3/h
n—每日灌浆班数，班/日
t—每班纯灌浆时间，h/班
3、泥浆搅拌容积计算
V泥=2×Q浆2=2×202.1=404.2m3
取410m3，分为两路，轮换使用。
4、灌浆注意事项
（1）灌浆前后清水冲洗管路，检查管路是否漏水及有泥浆沉淀堵塞。
（2）灌浆工作必须有专人操作和看管，发现问题及时处理、联系。
（3）在地面灌浆应严格防止草根、木块等杂物进入注浆管。
（4）泥浆在管内流速应不小于2m/s，以防止泥浆沉淀堵塞。
四、矿井防治水
十矿三水平己组采区安全生产的最大隐患是水害。
充水水源主要是石炭系太原组灰岩含水层水、寒武系白云质灰岩含水层水和己一下山采区的老空水，所以要安全、可靠的开采三水平己组采区，不仅仅需要采取安全的防治水措施，而且还应该采区措施疏放底板灰岩水，以确保该采区的安全开采。
（一）矿井防治水措施
1、巷道掘进时必须坚持做到“有疑必探，先探后掘”。
以防水患发生。
设计配备有探水钻。
2、采区内施工钻孔均用沙浆和浓泥浆封孔，但部分钻孔缺少封孔检查资料，采掘生产过程中遇到钻孔时，需提前制定过孔措施，以防钻孔导水，涌入井下。
3、对首采面应采用物探手段，确定采面底板裂隙发育带，预测可能突水的位置及水量，采取相应的措施，减少采面突水的几率和突水量。
五、井下其它灾害防治
（一）顶板灾害防治
1、煤层巷道采用锚喷支护，根据岩性的变化，需要加网或锚索，可以采用锚网、锚索联合支护。
2、为保证安全，大硐室均采用钢筋砼支护。
3、设计配套了矿山压力测试仪。
生产中应加强顶板管理，坚持“敲帮问顶”制度。
（二）提升运输事故防治措施
1、为防止提升运输事故，设计采用了防治过卷、速度限制、自动减速、松绳保护、防
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