目录
1煤炭自燃的条件及煤矿火灾形式 (1)
1.1矿井火灾发生的基本要素 (1)
1. 2煤矿的火灾形式 (1)
2防火灌浆设计依据及基础资料 (2)
2.1矿井概况 (2)
2.2煤层赋存条件 (2)
2.3地质构造 (3)
2.4煤的碳化程度、煤岩成分、自燃倾向性、发火期 (4)
2.5浆材的质量、数量、开采条件等 (4)
3 防灭火方法的选择 (5)
3.1煤矿通用的灭火方法 (5)
3.2阻化剂防灭火技术 (5)
3.3惰性气体技术 (5)
3.4 惰性气体泡沫技术 (5)
3.5 均压防灭火 (6)
3.6灌浆防灭火 (6)
4防灭火技术的最终选择 (8)
4.1灌浆系统确定 (8)
4.2灌浆材料的选择 (8)
4.3地面制浆工艺流程 (8)
4.4 灌浆方式的确定 (9)
4.5灌浆参数确定 (9)
5灌浆量计算 (11)
5.1灌浆用土量计算 (11)
5.2灌浆用水量 (11)
5.3灌浆量计算 (11)
5.4 泥浆容重 (12)
6浆管道系统设计 (13)
6.1灌浆管道布置 (13)
6.2 输送倍线的计算 (13)
6.3 管径计算 (14)
6.4 管壁计算 (15)
6.5 管材确定 (16)
7水枪的选择 (17)
8泥浆泵选择 (18)
9浆站主要设施 (20)
9.1 泥浆搅拌池及搅拌机 (20)
9.2 储土场 (20)
致谢 (22)
参考文献： (23)
矿井防灭火课程设计
1煤炭自燃的条件及煤矿火灾形式
1.1矿井火灾发生的基本要素
和所有的物质燃烧一样, 导致矿井火灾发生的三个基本要素为: 热源、可燃物和空气。
（1）点火源
具有一定温度和足够热量的热源才能引起火灾。煤的自燃、瓦斯或煤尘爆炸、放炮作业、机械摩擦、电流短路、吸烟、电(气)焊以及其他明火等都可能成为引火的热源。
（2）可燃物
煤本身就是一种普遍存在的大量的可燃物。另外, 坑木、各类机电设备、各种油料、炸药等都具有可燃性。
（3）空气
燃烧就是剧烈的氧化现象。实验证明, 在氧浓度为3% 的空气环境里, 燃烧不能维持; 空气中的氧浓度在12% 以下, 瓦斯就失去爆炸性; 空气中氧浓度在14% 以下, 蜡烛就要熄灭。火灾的三个要素必须同时存在, 且达到一定的数量, 才能引起矿井火灾, 缺少任何一个要素, 矿井火灾就不可能发生。
1. 2煤矿的火灾形式
矿井火灾可分为外因火灾和内因火灾。外因火灾是由于外部热源引起的火灾。煤矿常见的外部热源有电能热源、摩擦热、各种明火(如液压联轴器喷油着火、吸烟、焊接火花)等, 多发生在井筒、井底车场、石门及其他有机电设备的巷道内。内因火灾是由于煤炭等易燃物质在空气中氧化发热并积聚热量而引起的火灾。它不存在外部引燃的问题, 因此, 又称自燃火灾。自燃火灾多发生在采空区, 特别是丢煤多而未封闭或封闭不严的采空区、巷道两侧煤柱内及煤巷掘进冒高处等。
2防火灌浆设计依据及基础资料
2.1矿井概况
下阳矿共三个煤层，地质构造简单，岩层稳定，地表标高约为+90m，表土层及风化带厚度﹙垂高﹚约为50m，表土层中含有厚度不一的流沙层，井田中部流沙层较薄，靠井田境界处较厚。井田上以+10m，下以-420m的煤层底板等高线为界。井田两侧系人为划定境界。地层总体走向为东西走向，南北倾向，走向长9000m，倾斜长2000m。倾角14°~16°，平均倾角为15°。地质构造主要表现为单斜构造。井田内断裂构造不发育，无火成岩侵入井田走向长约3.5km，倾向宽约3.5km，总面积为13.2km2。
2.2煤层赋存条件
井田内煤层属于易自燃，自然发火期最短1个月，煤系地层属中侏罗纪直罗群及下侏罗纪延安群，共含煤五层：1、2、3、4-1、4-2，下阳矿矿区煤层特征如表2.4.1。3煤和4-1煤局部可采，厚0～3m，埋藏极为不稳定，主要可采煤层为4-2号煤，平均厚度10～12m，最厚达34m。煤层倾角浅部为18～20°，深部为5～10°。煤系地层呈单斜构造，倾斜北西。
井田系长庆油田边缘浸染区，煤层顶板岩系中有3～4个含油层，底板岩中有两个含油层，油气的溢出对矿井瓦斯含量有极大的影响。
煤系地层岩性自下而上描述（含4-2号煤层）：
泥岩：紫杂色、灰绿色（俗称花斑泥岩），含团块状，易碎，常有鲕状结核，遇水膨胀，一般厚8～10m，最厚达40m，厚度变化大。
根土岩：粉砂质、灰～深褐色，含植物根部化石，较坚硬，一般厚2～6m。
炭质泥岩：0～5m，为煤层直接底板。
4-2号煤：中部有1～2层夹矸，局部地区加厚至2～5m，使煤层分为4-1煤。灰黑色粉砂岩、砂质泥岩：含植物化石及黄铁矿结核，水平层理，厚2～3m。
中粗砂岩：厚度为0～30m，局部为砂岩，含植物化石、黄铁矿结核及煤屑。
细粉砂岩互层：灰～灰黑色，厚度0～73m，缓波状、微波状层理，含黄铁矿结核及植物化石，中下部局部含油。下阳矿矿煤系地层情况见煤系地层综合柱状图（图）。
2.3地质构造
井田总体构造为：浅部为一向北西倾斜的波状单斜构造，深部水平以新民村向斜为主体，呈一向斜构造。断裂构造不太发育。总之井田构造较为简单。
图2-1 下阳矿煤矿煤系地层综合柱状图
褶皱构造主要有：
七木桥背斜：位于本井田和杏树萍井田交界处，轴向N60°W，向NW倾没，轴
部出露T3和J1地层，两翼为侏罗系地层，延展约2.5Km。
桦树渠背斜：分布在井田一水平同陈家山井田交界处，为向NW倾没的鼻状背斜构造，井田内延展约1300m，轴部缺失。延安组和直罗组下部地层，两翼倾角15°～20°，局部可达25°以上。
新民村向斜：分布在井田二水平深部的1004—8940—8946钻孔一线，为深部水平主要的褶皱构造，轴向NE36°左右，两端呈弧型向东弯曲。延展约3000m以上，西延进入陈家山井田，两翼倾角平缓，一般在5°以下，幅度约40m。向斜轴部延安组，富县组沉积厚度较大，如8935号孔，延安组厚度162.43m，其中4-2号煤层以下沉积厚度为25.44m，并沉积了4－2下煤层。8940号延安组厚度172.06m，其中4-2号煤层以下沉积度厚度21.98m，富县组厚度28.02m。向斜两翼沉积厚度相对较薄，如8941号孔，延安组厚度114.8m，富县组厚3.9m。8942号孔延安组厚度126.67m，富县组厚7m。
次要褶皱构造有：
王台背斜：分布在井田二水平的8945－8949－8955号孔一线，其轴向为NE30°，向SW倾没，延展约1000m，两翼倾角在10°左右，幅度40～50m。轴部沉积厚度小，向两翼厚度增大，如8955号钻孔，延安组厚仅58.57m，且缺失富县组沉积。又如8949号孔，延安组厚度65.32m，富县组厚1.03m。
草滩向斜：分布在二水平的8944孔－8950－8954孔一线，轴向NE65°，向东渐转NE20°，延展约1600m，幅度约20m。
上述褶皱构造的发生和发展，具有明显的继承性，对井田煤系、煤层的沉积起了控制作用。一般向斜宽缓，含煤地层沉积厚度大。背斜陡窄、含煤地层沉积厚度小，煤层厚度小，结构相对简单。
区内断裂构造不发育，未发现较大的断层。据下阳矿煤矿和陈家山煤矿一水平开采揭露资料，一般只见到数量较少的落差仅0.3～3m断层，极个别断层落差在5～10m。这些断层虽然落差小，对生产特别是回采工作仍会带来一定的影响。小断层多为高角度正断层，常见为NE和NW向两组，且多成组出现，并具有一定的组合规律，常呈雁行式排列，有时成扫帚状分叉成数条0.5～2m的小断层（如陈家山煤矿一、二采区）。预计深部水平断裂构造也将以小型断裂为主。
2.4煤的碳化程度、煤岩成分、自燃倾向性、发火期
设计工作面,综采放顶煤开采工作面，工作面走向长度886m，倾斜长度148.5m，工作面开采参数如表1-1所示，煤层柱状图如图1-3所示，顶、底板状况为：
1) 直接顶为煤4的41-42段煤层，厚度2.19m，煤夹泥岩。
2) 直接底为煤4的47-48段煤层，厚度3.3m，泥岩夹煤，泥岩易风化，遇水膨胀。
工作面煤尘具有爆炸性，属瓦斯矿井。工作面煤层易自燃，地温较高，一般在29-31℃左右。各煤层均有煤尘爆炸危险性。由于该区煤的燃点低，油页岩用火柴即可直接点燃。矿井各煤层自燃倾向性为一类容易自然发火煤层。煤2最短自然发火期为22天，一般为1-3月。目前使用的防灭火注浆材料主要是黄土和凝胶，黄土浆主要用于采空区
2.5浆材的质量、数量、开采条件等
下阳矿煤矿采用的土水比为土源距煤矿风井5km，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。1：3-5，灌浆系数0.1-0.2。
3 防灭火方法的选择
3.1煤矿通用的灭火方法
介质法是防治自燃发火的直接技术, 其基本出发点: 一是消除或破坏煤自燃发火基本条件中的供氧条件, 降低煤自燃氧化的供氧量; 二是吸热降温作用, 延缓和彻底阻止煤自燃发火的进程。这类技术种类较多, 主要有灌浆防灭火、惰化防灭火、阻化剂防灭火、凝胶防灭火以及泡沫防灭火等技术。
3.2阻化剂防灭火技术
煤炭自然发火是由于煤与空气中的氧气相互作用的结果, 在漏风不可避免的情况下, 在煤的表面喷洒上一层隔氧膜, 阻止或延缓煤的氧化进程。阻化剂主要是卤化物与水溶液能浸入到煤体的裂隙中, 并盖在煤的外部表面, 把煤的外部表面封闭, 隔绝氧气。同时, 卤化物是一种吸水能力很强的物质, 它吸收大量水份复盖在煤的表面, 也减少了氧与煤接触的机会, 延长煤的自然发火期。阻化剂技术在美国、波兰、前苏联等国家得到了较好的应用。近些年来, 阻化剂技术在我国也得到推广应用。该技术惰化煤体表面活性结构, 阻止煤炭的氧化; 吸热降温, 并使煤体长期处于潮湿状态。但阻化剂技术也存在着一定的缺陷, 不容易均匀分散在煤体上,且喷洒工艺难实施; 腐蚀井下设备, 影响井下工人的身体健康。
3.3惰性气体技术
惰性气体技术从20 世纪70 年代开始在德、法英等发达国家煤矿中大量使用, 从80 年代起, 我国开始了氮气防灭火技术的研究与推广。惰气源目前发展起来的主要是氮气, 制备的方式有: 深冷空分、碳分子筛变压吸附和中空纤维分离等三种。注惰效果主要取决于能否保证惰气质量, 合理必需的注入量及其连续性, 以及能否辅以强有力的检测技术, 否则很难取得理想的效果。该技术的优点: ( 1 ) 减少区域氧气浓度；( 2 ) 可使火区内瓦斯等可燃性气体失去爆炸性；( 3 ) 对井下设备无腐蚀不影响工人身体健康。但也存在着一定的缺点: ( 1 ) 易随漏风扩散, 不易滞留在注入的区域内；( 2 ) 注氮机需要经常维护；( 3 ) 降温灭火效果差。
3.4 惰性气体泡沫技术
N2性质稳定，在常压、常温条件下难与其他物质发生化学反应。采KDGl200Nm3／98型碳分子筛制氮机向采空区注氮，其产氮量为l 200 m3／h，N2浓度大于98％，N2释放出口压力为0.2 MPa，能在短期内将火焰熄灭。由于高浓度的N2注入，使采空区内的O2浓度不高于5％-10％时，可抑制煤炭的氧化自燃，O2浓度降到3％时，可完全抑制煤炭等可燃物阴燃、复燃。向采空区注入N2，并使其渗入到采空区垮落带和断裂带，形成N2惰化带，可抑制采空区浮煤自燃，达到集窒息、降温为一体的防灭火目的。
1)石门注氮防灭火。利用封闭石门向采空区注氮，将该工作面上阶段以及后方回采工作面采空区及时封闭，尽量杜绝采空区漏风，减少了向采空区供氧，漏风风流流动的
速度及数量对自然发火往往起主导作用。当工作面采过60 m后，距采空区60 m处有封闭石门，利用此石门向采空区注氮，并保证工作面后方最小30 m的隔离带，让N2充填采空区后方30 m范围，以后始终保持后方30 m采空区注氮，
保证N2能存贮在采空区内不进入工作面风流中，如此循环，直至采煤工作面结束。
2)钻孔注氮防灭火。在瓦斯抽放巷内每隔40 m设1个注氮钻场，每个钻场内施工3个108 mm钻孔，钻孔终孔位置在综放工作面采空区距机巷约20 m。当工作面推过钻孔25 m时即可通过钻孔注N2，钻孔进入采空区以里60 m时停注，换成另一个钻孔注N2。为了防止N2从煤柱裂隙漏掉，钻孔套管的长度应大于10 m，用封孔剂封孔。
3.5 均压防灭火
为了防止采空区N2在矿井负压作用下向外泄漏，采取在采空区回风侧实行局部均压方法，工作面通风方式必须既能使工作面的瓦斯含量符合《煤矿安全规程》，又能尽量减少采空区的漏风，按此原则，工作面采用“一进二回”的负压通风方式，从机巷进风，回风巷和顶板风巷回风。工作面的风量不宜过大，机巷进风风量控制在600—800 m3／min，为了减少回风巷和上隅角瓦斯含量，在离回风巷较近的进风流中设置2台18.5 kW的对旋局部通风机(当一台风机因故障停止运转后，另一台风机能自动启动)，保证均压风机持续稳定运转，用风筒连接到离上隅角2—5 m的地点，使风巷增加200 m3／min左右的风量。通过均压风门向工作面回风侧增压，调整工作面人回风压差，观察采空区向工作面回风巷漏风量并在回风巷采空区防火密闭处设置1套“U”型压差计，用来观测采空区内外压差，将压差确定在0～49 Pa内，否则，及时调整均压风门的风量窗，通过风量调节使防火密闭内外压差在规定范围内，确保防灭火的实施。
3.6灌浆防灭火
灌浆技术是一项传统的、简单易行的、比较可靠的防灭火技术。在一些缺少灌浆材料的矿区, 通常采用注水来代替灌浆, 增加煤体的水分, 也取得了较好的效果。目前现用防灭火充填材料主要有:黄泥浆充填材料、水砂浆充填材料、煤矸石泥浆充填材料、粉煤灰充填材料、石膏填材料、水玻璃凝胶充填材料、废水泥渣充填材料等。
4防灭火技术的最终选择
4.1灌浆系统确定
由于黄土采制方便，价格低廉而且水源充足，参照以上条件所以选择黄泥灌浆随采随灌系统。
4.2灌浆材料的选择
土源距离煤矿风井5km，土质优良，容重1.3t/m3 ，属于亚黏土，塑性指数12，取土方便，矿井轻轨车可直接到达取土地点。这里利用此土作为灌浆材料，由于土源较远，采用机械取土制浆，建立集中灌浆站、泥浆搅拌池制备泥浆。
为了提高泥浆质量，加大泥浆浓度，在制浆前将黄土充分浸泡使之粉化后再进行搅拌。
4.3地面制浆工艺流程
当矿井灌浆量大，土源较远或者限于地形条件，灌浆点分散等，则可采用人工或机械取土，建立集中灌浆站、泥浆搅拌池制备泥浆。如图2-1所示。
图4-1人工或机械取土机械制备泥浆站
采土场——矿车运输——储土场——搅拌池——泵站——管道入井
制备的泥浆在搅拌池内再放置半小时左右，使之沉淀，澄出清水，保持最大浓度，再灌入井下。高浓度泥浆送入井下，隔绝供风，阻断煤炭自热、自燃过程。
4.4 灌浆方式的确定
我国煤矿采用的预防性灌浆的方法多种多样，大体可分为：采前灌浆、随采随灌、采后灌浆等三种类型。
1．采前灌浆
所谓采前灌浆即是尚未开采先行灌浆。这种灌浆方法是针对开采老窑多、易自燃、特厚煤层发展起来的。
当岩石运巷和风巷掘出以后，分层航道尚未掘送之前，按设计的位置，由岩石区段巷道开钻窝向煤层打钻以探明古窑老虚的分布和位置，然后进行采前预灌。
2．随采随灌
随着回采工作面的推进，同时向采空区灌浆。其作用一是防止遗留在采空区内的浮煤自燃；二是胶结顶板冒落的矸石，形成再生顶板，为下分层开采创造条件。另外，它还具有防尘、降温的作用。随采随灌的方法根据采区巷道布置方式的不同，顶板岩石冒落情况不同有多种多样。如埋管灌浆、插管灌浆、洒浆、打钻灌浆等。
3．采后灌浆
开采自然发火不是十分严重的厚煤层时，可在工作面采完后，封闭停采线的上下出口，然后，在上部密闭墙上插管灌注泥浆。其目的一是封闭采空区，其次是充填最易发生自燃火灾的停采线，以防止自燃火灾的发生。
因回风道埋管灌浆工艺最为简单，使用方便。本设计利用随采随灌的方式进行灌浆。如图2-2所示，埋管灌浆与工作面洒浆图。当工作面向前推进时，沿回风巷临时构筑木垛以保护埋入冒落区的注浆管路，灌浆管埋入冒落区15~20m，随着工作面的推进，用回柱绞车向外牵引。
图4-2埋管灌浆及洒浆示意图
1-注浆管；2-预防性埋管；3-胶管
4.5灌浆参数确定
1．水土比
水土比大小取决于:
1)土质条件
土质粘度大，土质好，易成浆土水比可以大一些以取得较好的防火效果。否则小一些，如采用页岩、矸石灌浆，土水比要小一些以防止堵管。
2）泥浆的输送距离
输送距离远，土水比可小一些防止堵管。
3）灌浆的方法
采空区埋管灌浆、打钻灌浆，土水比要小一些以免不能完全覆盖煤题；如果是工作面洒浆，土水比可以大一些以节省劳力，提高效率。
4）煤层倾角
煤层倾角越小，土水比要小一些以取得较好的流动性。
5）气候条件
夏季灌浆时，气候炎热，土水比可大一些；冬季寒冷易结冻，土水比要小一般土水比的变化范围为1：2-1：5。
依据本矿的实际情况，（煤层自燃发火严重），采用的水土比为1:4。
2．灌浆系数K：
灌浆系数K ：泥浆的固体材料体积与需要灌浆的采空区空间容积之比。
即K=Qs/mLHC。
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，它只能根据现场的实际情况而定。对于预防性灌浆，一般取0. 1-0.2；对于封闭区内的灭火灌浆，可取0.1-0.2。
3.取土系数a--考虑土壤的杂质和运输的损失，取1.1
5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、采后封闭停采线都是以充满灌浆空间为准。
5.1灌浆用土量计算
Qt1=KmLHC （式3-1）
Qt2=KmlHC （式3-2）
或Qt2=KG/γ（式3-3）
Qt=a﹒Q t2 （式3-4）
式中Qt1 —灌浆用土量，m3；
Qt2 —日灌浆用土量，m3/日；
Qt—灌浆日用土量，m3；
G —日产量，t/日；
γ—煤容重，t/m3；
m —煤层开采厚度，m；
L —灌浆区的走向长度，m ；
l —日进度，m；
H —灌浆区的倾斜长度，m；
C —煤炭回收率，%，取0.89；
a —取土系数，取1.1；
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比。这里取K=0.1-0.2。本设计取K=0.15。
Qt1=0.15×6.15×886×148.5×0.89=108023.08 m3
Qt2=0.15×6.15×2.4×148.5×0.89=309.27 m3/日
或Qt2 = 0.15×（3484÷1.34）=390 m3/日Qt =1.1×390=429 m3
5.2灌浆用水量
日灌浆用水量
Qw1= kw Qt δ（式3-5）
kw —冲洗管道用水量的备用系数，一般为1.10~1.25,这里取1.2。
δ—土水比倒数，这里取4。
Qw1=1.2×429×4=2059.2 m3
灌浆总用水量
Qw= kw Qti δ（式3-6）Qw= 1.2×108023.08 ×4 = 518510.784 m3
5.3灌浆量计算
Qj=（Qt2+Qw）u （式3-7）Qjh=Qj/（n.t ）m3/h （式3-8）
式中：Qj—日灌浆量，m3Qjh—小时灌浆量；u—泥浆制成率，其取值见表3-1；
n—每日灌浆班数；t—每班纯灌浆小时数；
表5-1泥浆制成率
Qjh = 2228.772 /（2×8）=139.3 m3
5.4 泥浆容重
γj=（γw +γt)=(2059.2/2228.772+390×1.3/2228.772) ×0.91=1.048 t/ m3
6浆管道系统设计
6.1灌浆管道布置
灌浆管路有“L ”和“Z ”布置形式，如图6-1所示。
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。
Z 形：与L 形相反。
如图2-1 所示，采用集中灌浆站，泥浆输送管道由风井进入，经总回风大巷到采区回风巷、工作面回风巷，再到工作面上隅角，进行埋管灌浆，或工作面洒浆（如图）。从地面直到井下灌浆点铺设专用管路担负输浆任务。
图6-1管道布置
管路系统为：泵房→风井→煤4 →总回风巷→工作面顺槽→工作面采空区。
6.2 输送倍线的计算
预防性灌浆一般是靠静压作动力。灌浆系统的阻力与静压动力之间的关系用输送倍线表示。泥浆的输送倍线是指从地面灌浆站至井下灌浆点的管线长度与垂高之比，即：
N =H
L
（式4-1）
式中：N ——输送倍线；
L ——进浆管口至灌浆点的距离，1850+148.5+50=2048.5m ； H ——进浆管口至灌浆点的垂高，250+3.7+170=423.7m 。
N 过大，说明管线太长，阻力过大输浆压力小，进浆不畅，易发生堵管现象；N 过小，说明泥浆出口压力大，在采空区分布不均，易发生跑浆事故。
一般情况下，泥浆的输送倍线值最好在5-6范围内变化。不要大于10或小于2。 风井地面标高+3.7m ，井底位于-250水平，工作面为-390~420m ，风井到工作面回风巷入口距离为1850m ，其余工作面参数见表1所示。
根据公式可得：
835
.47.423/5.2048===H
L
N
6.3 管径计算
d =
036004v Q j
π =0
301v Q j π （式4-2）
式中:
Qj — 小时灌浆量m3/h ；
v0——临界流速m/s ，查表4-2得1.801m/s 。
表3泥浆临界流速表
输浆管内径dp 为：
dp=30
1()801
.114.33.139?÷ =0.1654m = 165.4mm
所以根据钢管规格表，预选φ168×10无缝钢管，则输浆管干管内径：dp=168-2×10=148mm
验算流速 V=
2
900d
Q j π
=
2
148.014.39003
.139??
=2.1705 m/s > 1.801 （符合要求）
同理，设计输浆管支管预选φ168×7无缝钢管。 则支管内径为168-14=154mm
验算流速 V=
2
900d Q j π=
2
154.014.39003
.139??=2.006 （符合要求）
6.4 管壁计算
（1）垂直管道管壁 δ= 0.5d(
P
R P
R z z 3.14.0-+ －1)＋a ＋b （mm ） （式4-3）
式中 d — 管直径（内径）
Rz — 许用应力（无缝钢管：800kg/cm2 ,普通钢管：600 kg/cm2，铸铁管：200 kg/cm2）
P — 管内压力，P=0.11γj H
γj — 泥浆比重，kg/m3 ,由表3-1，取γj 为1.16 H — 高度（高差），m
其中P=0.11×1.16×423.7=54.06kp
a — 管壁不均匀系数的附加，无缝钢管：1-2 mm ，铸铁管：7-9 mm
b — 磨损系数，1-4 mm
本设计采用无缝钢管，所以a 取2； b 取2。
δ= 0.5d(
P
R P
R z z 3.14.0-+ －1)＋a ＋b
= 0.5×0.148×（
54.06
3.18005
4.06
4.0800?-?+ －1）+0.002+0.002
=0.0051+0.004 = 0.091m = 9.1mm 从以上计算可知所选钢管符合要求。 (2)水平管道管壁 δ=
z
nR Pd
140 + a （式4-4）
式中 n — 管道质量与壁厚不均匀的变动系数，取0.9 d — 管直径（内径） P — 管内压力
δ = 800
9.0140154
.054.06???+0.002 = 2.00mm
经过计算所预选的无缝钢管符合要求。
6.5 管材确定
选择管材的主要依据是管道所需承受的压力，而压力与井深成正比。通常情况下，井深不超过200m，多采用焊接钢管，井深超过200m，多采用无缝钢管。
又由于当压力大于10 ~ 16 个大气压时，采用无缝钢管。而此时计算的压力P=54.06kp已经远远大于这个数值，所以这里应采用无缝钢管。
由于矿井灌浆、洒浆没有专用的水枪，所以一般采用低层建筑、建筑高度在24m 以下的民用水枪。水枪喷嘴直径有：13、16、19、22、32、44mm 。考虑到消防用途和实际工作需要，设计水枪采用44mm 。
因为H=g
v 22
，所以 v =φ
gH 2
φ — 流速系数，一般取0.94 水枪的流量 Q= S φgH 2 （式5-1）
Φ与u 相同
S — 喷嘴横断面积 H — 水枪压力，取35
Qq = 0.91×4
044.014.32
? 358.92???3600?
= 132.2m3/h
水带直径 ：50mm 的水带适应喷嘴直径16mm 的水枪；65、75mm 的水带适应喷嘴直径19mm 的水枪；90mm 的水带适应喷嘴直径22mm 的水枪。
出水带标准长度：20 m. 水枪的台数:
N =
q
w
Q Q （式5-2） 式中 Qw — 取土时的用水量， Qq — 单台水枪的流量， Qw = Qti δ
Qw = Qti q, （式5-3） q — 水枪取土1m3时的耗水量
1.松散土壤，松散砂土、风化泥岩：q 值取5~6 m3/m3 ,压力30~40m
2.坚固黄土、砂土： q 取6~7 m3/m3 ，压力50~60m
3.极坚固黄土、砂土 q 取7~9 m3/m3，压力60~70m 因此，水枪台数为：
N=1973.4×4/132.2×2×7=4.3台.
考虑实际情况及水枪的备用，水枪确定为6到8台水枪。
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Qj
Qj=2150.694/24=89.61 m3/h
泥浆泵的流量Qj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Hj
hf=L?ij （式6-1）
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：
i j =K
w
i?
K——泥浆阻力系数，与土水比有关。
i
w
——清水状态下的水头损失，
iw=λv2/2gd
λ——达西系数,见表8-1：
表8-1泥浆阻力系数表
=0.0220?.64262/2?9.8?0.75
=0.0062(m)
ij =K?iw 其中k=1.15
=1.15?0.0062
= 0.0071 m
因是松散土壤，松散砂土、风化泥岩：q值取5~6 m3/m3 ,压力30~40m.这里取35米,工作时水枪流量为132.2 m3/h。
由于泥浆泵向井下输送，所以不考虑扬程，只考虑压力即可。根据所得数据及压力，参照PN型泥浆选型选择泥浆泵型号如表8-2所示：
表8-2泥浆泵型号