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-380m水平1300采区防灭火设计 第一章 矿井概况及采区概况 第一节 矿井概况 一、矿井生产建设及周邻矿井概况 一 矿井生产建设情况 鑫安煤矿2003年8月开始建井，2006年11月投产。立井暗斜井上、下山开拓，设计生产能力45万吨/年，采煤方法为悬移支架炮采放顶煤，条件适宜时采用综采放顶煤采煤方法。 矿井开拓方式立井-暗斜井多水平开拓方式。 矿井通风方式中央并列抽出式，副井进风，主井回风。 采煤方法走向（倾向）长壁悬移支架炮采放顶煤，条件适宜时采用综采放顶煤采煤方法。 （二）周邻矿井概况 鑫安矿井无相邻矿井。 二、交通位置 鑫安煤矿于山东省西南部的宁阳县境内，距宁阳县城约9km，行政区划属泰安市宁阳县管辖，兖（州）～新（乡）铁路在井田南部约25km处东西向通过，西到菏泽与京九铁路相连，至新乡与京广铁路相接，东至兖州与京沪线和兖石铁路连通。兖（州）兰（考）国道公路干线横贯工作区南侧，公路四通八达，交通十分方便。 三、自然地理 （一）地形地貌 区内地形平坦，地面标高54.53～57.96m，地势东北高西南低，地形坡度0.80‰。区内村庄稠密，农业发达，主要农作物为小麦、玉米和棉花。为温带半湿润季风区，属大陆性气候，四季分明。主要河流有井田东部的赵王河，该河目前常年干涸。 （二）气象 本区为温带半湿润季风区,属于大陆性气候,四季分明。据济宁气象站1959年1月至1998年11月的观测资料年平均气温为13.5℃。多年平均最低气温月为1月，月平均最低气温-9.8℃（1963年1月）；日最低气温-19.4℃1964年2月18日;7月份气温最高,月平均最高气温34.3℃1957年7月;日最高气温41.6℃1960年6月21日。 年平均降水量688.86mm，最小347.90mm1988年，最大1186.0mm1964年。降雨多集中在7～8月份，日最大降雨量177.1mm1965年7月9日。年平均蒸发量1765.60mm。 春夏两季多东及东南风,冬季多北及西北风,平均风速每秒2.3m；最大风力大于8级。历年最大积雪厚度0.15m，最大冻土深度0.31m。 （三）地震 据地震历史资料记载，济宁地区自公元前618年至公元1937年8月1日共发生地震128次,其中破坏性地震11次。根据中华人民共和国国家标准（GB18306-2001）将该地区划为地震动峰值加速度分区0.05-0.15g6～7度地震烈度带。 四、煤层 1概况 本区属华北型石炭二迭系含煤地层，下二迭统山西组和太原组含煤地层，平均总厚244.39m。共含煤24层,其中山西组含煤2层,太原组含煤22层,平均总厚19.44m，含煤系数7.95。可采煤层为3、15下、16、17煤层，平均厚8.79m，其中3煤层最厚，平均厚度4.63m，占可采煤层总厚的52.67，是本区主采煤层。 2煤层在含煤地层中的分布及组合特征 山西组含煤2层,即2、3煤层。太原组含煤22层,即4、5、6、8上、8中、9、10上、10中、10下、12上、12中、12下、14、15上、15中、15下、16、17、18上、18中、18下、19煤层。其中3、16煤层全区大部可采，15下、17煤层局部可采，各煤层的厚度、结构、稳定性及间距变化情况见表4-1-1。另外9、10上、10中、12上、12下、15中、18中、19煤层均有1个点可采。 3可采煤层 3煤层位于山西组中下部，下距三灰49.10～75.29m,平均59.79m。煤层厚度1.00～8.56m,平均4.63m,厚度变异系数为30.94。26孔可采煤层点中有8孔含1层夹石,有4孔含2层夹石,岩性为炭质泥岩、泥岩。顶板主要为泥岩、粉砂岩。底板主要为泥岩,少数粉砂岩。在井田西部由于岩浆岩侵入3煤层，使3煤层变成天然焦或成为岩、焦、煤的混合体，在3-1号孔以东根据地震T3波分析可能为岩浆岩侵入区，但由于未打验证孔，其可靠性较低。可采面积21.18km2，除断缺点、岩浆岩侵入区外全区可采。为井田主要可采煤层，属较稳定煤层。 4矿井实际揭露煤层情况 经井下巷道揭露，3煤层厚度与精查阶段钻孔控制相吻合。 五、煤质 按中国煤炭分类国家标准GB5751-86划分,以浮煤挥发分产率900℃Vdaf和粘结指数GRI为主要分类指标，胶质层厚度Ymm、奥亚膨胀度ｂ为辅助指标，本矿井煤类划分结果为3煤层以气煤为主，其次为1/3焦煤，局部受火成岩影响出现煤焦混合点、1/2中粘煤点。15下、16、17煤层均为气煤。 硬煤的国际分类按1956年3月日内瓦国际煤炭分类会议的修订方案划分。3煤层标号为623,统计组别为VD；16、17煤层标号为634,统计组别为VC。 3煤层浮煤灰分为低灰、特低硫、中磷、气煤和1／3焦煤，15下、16、17煤层均为特低～低灰、低磷～中磷、气煤；各煤层粘结性能好，成焦率较高。焦炭强度M40＝45～50，M10＝18～27据兖州煤田。因此，各煤层浮煤均可用作炼焦配煤，但太原组煤层因硫分较高经过洗选后仍要控制配煤比，或应用“缚硫焦”工艺，则能使各煤层硫分均符合炼焦配煤的要求。 六、瓦斯 该矿井对3煤层采取6件瓦斯样，16、17煤层各1件，其瓦斯成分、含量见表6-3-1。甲烷CH4含量和成分最高分别为0.011cm3/g燃和0.10，二氧化碳CO2最高含量和成分分别为0.198cm3/g燃和0.88。根据钻孔测得的瓦斯含量和邻区矿井资料对比分析，该矿井瓦斯含量低，应属瓦斯风化带范畴，但矿井内构造较复杂，又有岩浆侵入，个别点煤层变质程度有所增高，不排除某构造部位瓦斯有富集的可能，因此，在生产过程中应加强瓦斯管理，以防瓦斯聚集发生瓦斯爆炸事故。 建井期间在该矿井掘进各迎头所测甲烷浓度变化在0.00～0.04之间，二氧化碳变化在0.00～0.04之间，温度变化在14～20℃；回采工作面甲烷浓度变化在0.01～0.06之间，二氧化碳变化在0.01～0.05之间，一氧化碳变化在0.00～0.0015之间，温度变化在15～21℃，完全符合煤矿安全规程中采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过1.0或二氧化碳浓度不超过1.5要求，说明该矿井属低瓦斯矿井。 自2006年11月投产以来，矿井掘进各迎头所测甲烷浓度全煤掘进变化在0.00～0.04之间，全岩掘进变化在0.00～0.01之间；全煤掘进二氧化碳变化在0.00～0.04之间，全岩掘进变化在0.00～0.02之间，温度变化在14～25℃；回采工作面甲烷浓度变化在0.01～0.06之间，二氧化碳变化在0.01～0.05之间，一氧化碳变化在0.00～0.0015之间，温度变化在15～24℃，完全符合煤矿安全规程中采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过1.0或二氧化碳浓度不超过1.5要求，以及历年来瓦斯等级鉴定结果说明该矿井属低瓦斯矿井。 七、煤尘爆炸性 各煤层煤尘爆炸性试验结果见表7-3-2表明，火焰长度变化在220～650mm之间，一般多为600mm左右，扑灭火焰的岩粉量变化在45～75之间，可燃基挥发分基本都大于37，根据挥发分和固定碳计算的煤尘爆炸指数变化在41～48之间，故各煤层均有煤尘爆炸危险性。 建井期间在该矿井采取了3煤层主井-175m处及3煤层副井-147m运输大巷处煤尘煤样，在煤炭科学研究总院抚顺分院实验室进行鉴定，鉴定结果可燃基挥发分产率变化在40.25～42.09之间，火焰长度400mm，抑制煤尘爆炸最低岩份量65，鉴定结论为强爆炸危险性。 八、煤的自燃 根据煤样测试结果见表6-3-2，各煤层原样着火温度变化在326～340℃之间，还原样与氧化样着火点之差为7～18℃，3煤层煤的自燃倾向性等级为不易自燃Ⅲ～自燃发火Ⅱ煤层；15下、16、17煤层为不易自燃发火煤层。然而邻近葛亭矿井、唐口矿井资料表明，各煤层均属不易自燃～容易自燃发火煤层，兖州、济宁生产矿井开采的3煤层均有自燃发火倾向。太原组煤层样品点数偏少，因此，太原组煤层也应按有自燃发火倾向对待。 建井期间在该矿井采取了3煤层主井-175m处及3煤层副井-147m运输大巷处煤的自燃样，并且对首采面3煤层-380m煤样做了最短自然发火期实验。样品在煤科总院抚顺分院实验室进行鉴定，鉴定结果真密度变化在1.41～1.59g/m3之间，吸氧量变化在0.43～0.47ml/g干煤之间，鉴定结论煤自然倾向等级为二类自燃。因此，3煤层有自燃发火倾向。根据煤样升温氧化试验结果，采用最短自然发火期模型解算得该矿井首采面3煤层-380m煤样最短自然发火期为61天。 附自然发火期报告 第二节 采区概况 -380m水平1300采区内共布置四条下山，两条轨道下山，两条运输下山。 一、轨道下山 1、北翼轨道下山半圆拱断面锚网棚喷联合支护和梯形断面工字钢棚支护，巷道净断面分别为6.11m2和6.54m2，长360m，倾角10～25。装备JD-40型调度绞车一台，铺设22kg/m钢轨，轨距600m，装备1.0吨”U”矿车双车。 2、南翼轨道下山半圆拱断面锚网棚喷联合支护和梯形断面工字钢棚支护，巷道净断面分别为6.11m2和6.54m2，长480m，倾角10～25。装备JD-40型调度绞车二台，铺设22kg/m钢轨，轨距600m，装备1.0吨”U”矿车双车。 二、运输下山 1、北翼运输下山梯形断面工字钢棚支护，巷道净断面分别为6.54m2，长360m，倾角-21。装备两台B650mm、L＝187m胶带输送机两部，担负回采及掘进煤炭运输任务。 2、南翼运输下山半圆拱断面锚网棚喷联合支护，巷道净断面分别为6.54m2，长360m，倾角-21。装备一台B800mm、L＝600m胶带输送机一部，担负回采及掘进煤炭运输任务。 三、采区车场 采区上部车场南北两翼均采用顺向平车场。 采区中部车场南北两翼均采用顶板绕道式单侧甩车场，斜面线路为单道起坡一次回转方式。 采区下部车场南北两翼均采用立式单道起坡车场。 四、主要硐室 采区变电所利用-380m水平中央变电所直接向采区供电,不设采区变电所。 绞车房北翼采区设绞车房一个，梯形工字钢棚支护；南翼采区设绞车房两个，绞车房断面均为半圆拱形，锚网棚喷、锚索补强联合支护。 水仓南北翼于采区下车场分别设一水仓，水仓断面均为半圆拱形，锚网棚喷、锚索补强联合支护。 煤仓南北翼两块段采区分别设1300采区煤仓，为南北两块段服务，煤仓为直立圆形锚网喷支护。 五、采区通风 矿井中央并列抽出式通风。地面通风机房装备两台BDK65-10-NO26型对旋高效通风机，一台工作，一台备用，配YBFe450S1-10型160KW2电动机，双回路供电。担负全矿井通风任务，反风方式为风机反转反风。 1300采区采煤工作面及各类硐室采用全负压通风，掘进工作面利用局部扇风机压入式通风，采区由-380m水平井底车场进风。 1300采区正常生产过程中，2个生产工作面，2个备用工作面；掘进工作面2个，采区煤仓2个等。 第二章 -380m水平1300采区防止采空区自然发火设计 根据煤矿安全规程第二百四十二条规定采用放顶煤采煤法开采容易自燃和自燃的厚及特厚煤层时，必须编制防止采空区自然发火的设计，并遵守下列规定（一）根据防火要求和现场条件，应选用注入惰性气体、灌注泥浆（包括粉煤灰泥浆）、压注阻化剂、喷浆堵漏及均压等综合防灭火措施。（二）有可靠的防止漏风和有害气体泄漏的措施。（三）建立完善的火灾监测系统。依据煤矿安全规程规定，结合鑫安煤矿实际特编制防止采空区自然发火设计。 第一节 喷洒阻化剂预防采空区发火设计 为了预防采煤工作面采空区煤层自燃，经矿研究决定使用KMB-36-3型阻化多用泵，将ΜgCl2溶液喷洒飘逸在上、下顺槽及采煤工作面、放顶采空区松散煤体上，降低煤的氧化活性，达到抑制煤在空气中氧化的目的。 一、 喷洒阻化剂预防采空区发火技术要求 ① 喷洒飘逸ΜgCl2溶液防火技术要求 配比及ΜgCl2日用量T当ΜgCl2的浓度为1015时吨煤吸液量为42-48kg；当ΜgCl2的浓度为20时吨煤吸液量为52-55kg。 ΜgCl2日用量T丢失煤量吨煤吸液量浓度系数 丢失煤量面长煤厚推采步距容重（1-回收率） ② 喷洒次数及范围 次数每班喷洒一次。 范围上、下顺槽（端头前后）、采煤工作面及放顶采空区松散煤体上。 ③ 喷洒方式 采空区安设雾化喷头，应首先在采空区浮矸未压实空间，插入4分钢管雾化喷头，使得雾化溶液飘逸在采空浮煤上（采空区被浮矸压实区，不再喷洒）；上、下顺槽（端头前后）、采煤工作面移架前应手持喷头直接喷洒在浮煤上。 施工前的准备工作 ④ 将KMB-36-3型阻化多用泵放在上顺槽超前支护以外（距采面20米），顶板完好处，将带有吸液滤网的吸液管与液泵的吸液口接上，带有吸液滤网的一端置入装满阻化剂溶液的150kg水桶一用一配内，将φ13mm的高压胶管与液泵的排液口接上，再连接喷枪喷头。准备高压胶管120米、小水桶1个、定量桶1个。 ⑤ 由工区电工接好阻化多用泵电源（在上顺槽超前支护以外）试运转正常，接好高压胶管和喷头至喷雾位置。 ⑥ 现场准备好ΜgCl2喷洒料。 二、施工方法及劳动组织 施工方法 ①ΜgCl2阻化剂是固体料，与水均匀混合满足防火工作的要求，在工艺上使用2个150kg水桶交替使用，一个注浆泵即可满足要求，注浆压力1.5-3.0Mpa，流量38L/min左右。 ② ΜgCl2溶液按10-15的比例配好，具体操作按桶中水量确定加溶剂量，一边向桶内加水，一边洒ΜgCl2阻化剂，同时搅料至均匀。 插入采空区的喷头，距底板1.2米，俯角5-10度，深度 0.8米，深度无法达到时上下移动喷头位置。喷注液体以底板周围渗液为止。 劳动组织 回采工区每班抽4人，工作时1人看泵，1人拌料，1人巡回查看， 1人完成喷雾工作。 三、安全技术措施 1、 装运阻化泵设备时，必须用棚子车或盒子车，用铁丝拧牢,确保运输安全。 2、 阻化泵安设地点支架应完好，泵20米范围的杂物清理干净，物料排放整齐，出口畅通。 3、 区队人员积极配合，保证施工顺利进行，由安全员现场监督，采区跟班区长现场负责，以便于对存在问题及时处理。 4、 施工时管线吊挂整齐，阻化泵喷洒时，与采面其它工种必须保持20米以上的安全距离，采面放炮必须将高压胶管及人员撤至安全距离以外，通知放炮完毕后，再进入施工地点。 5、 施工人员必须在采面支护合格后，才能进行施工，防止片帮冒顶伤人。 6、 严禁泵在无人看管的情况下运转。 7、 严格按要求配溶液及按操作规程施工，开泵时，检查管路接头情况，保证不漏液，严禁喷头对人喷射。 8、 泵工作压力不得大于3.0MPa，以防止鼓坏胶管，喷头不得随便关闭，发现异常停泵处理． 9、 每次使用完后，必须将胶管撤到泵处盘好． 10、 机电维护每班对阻化泵进行一次检修，确保正常运转． 11、 所有电气设备必须防爆、防漏电，保证施工安全。 12、 必须现场交接班，交清现场用液量，做好记录，并把物料存放整齐，保证下一班正常施工。 附操作规程 一、检查与组装 1） 在使用前应检查各部件螺丝不得松动，三角带松紧适宜与二轮平直，再装好防护罩，抬运时将前后侧抬把抽出即可。 2） 每次使用前应检查润滑油的油位，较低应及时填加。 3） 由专业电工打开防焊电机的接线盖，接上660V电源,电缆长度根据电源位置而定。 4） 将带有吸液滤网的吸液管与液泵的吸液口接上，带有吸液滤网的另一端置入装满阻化剂溶液的矿车内，将直径13㎜的高压胶管与液泵的排液口接上，再连接雾化喷头。 二、启动和调压 液泵在顺时针或逆时针运转，均能正常工作。 1 起动前，应先将调压手轮向“低”的方向旋松几圈，把调压手柄往顺时针方向板足“卸压”，将吸液滤网放入清水中，再送电试喷，要求各接头无渗漏且流量、压力、射程及喷洒状态应达到要求，若起动后不吸水就应停机查明原因。 2 起动后，如果电机和液泵都运转正常，排液无问题，就可以把调压手柄往逆时针方向扳足“加压”，再把调压手轮向“高”的方向旋紧至所需压力。 3 压力表所示压力都以由低向高调为标准，由高向低调测误差较大，可以用调压手柄来回扳动几次，即可反映出正常压力。 4 液泵不可脱水空转，欲停止工作时，必须将调压手柄扳到卸压位置，待液泵压力降低后方可停机以免损坏设备。 三、维护与保养 1）每次工作结束后，需用清水继续喷洒数分钟，祛除液泵和管路内的残液停机后拆下吸水管，再转动几下皮带轮以排出液泵内的存水，延长设备的使用寿命。 2）当泵使用200小时左右应更换曲轴箱内润滑油一次，若发现吸水座下滴油、油位上升、变白等应立即更换，并更换吸水座下密封圈。 四、 注意事项 1） 注意观察矿车内阻化剂溶液的剩余量，液泵不可空液运转。 2） 润滑油要按要求更换，并保持与油位线一致。 3） 工作结束时，必须将调压手柄调至降压位置，待压力降低后停机。 4） 更换活塞碗应注意活塞碗和活塞碗托的方向，并把进水阀片拧紧，装上弹簧垫圈后再拧紧螺母。 第二节 风机均压预防采空区发火设计 利用风机调压设施，改变采空区漏风区域的压力分布，降低漏风压差，减少漏风，从而达到抑制遗煤自燃，保证工作面安全生产。 风机调压原理 1、利用风机产生的增风增压作用，改变采煤工作面上的压力分布，达到调压目的； 2、风机的上风侧风流的压能降低，下风侧风流的压能增加；与工作面并联的采空区压差减小，漏风量相应减少； 施工要求 一、 风机安设在进风巷，距工作面不小于10米位置； 二、 使用Φ500风筒，敷设长度不小于面长的2/3； 三、 采用双风机双电源，保证通风机长时运转； 附图均压风机安设图 第三节 设置挡风帘预防采空区发火设计 1、 在采空区侧沿切顶排吊挂挡风帘减少向采空区漏风。 从上隅角、下隅角起分别向工作面延伸不少于10米，采面向外巷道长度不应少于5.0米，挡风帘底边距底板不大于200毫米；关门柱 处挡风帘吊挂紧贴近顶板，下边挡到底板。 在挡风帘处移架整修、支回柱、放炮或放悬顶时，可将挡风帘摘下，操作完后挂好； 2、在下顺槽下帮至下隅角不小于5米段，在上顺槽上帮至上隅角不小于5米段，分别用旧风筒布作挡风帘与沿切顶排吊挂的挡风帘连接，挡风帘底边距底板不大于200毫米；关门柱处挡风帘吊挂紧贴近顶板，下边挡到底板。 第四节 设置阻燃墙预防采空区发火设计 1、在采空区“U”形漏风通道的进、回侧，砌筑袋装的粘土为材料的可缩性耐压阻燃墙。其作用机理是阻燃墙增加了自燃区漏风的风阻，并降低了自燃区进、出风间的风压差。其结果是使漏风量减少，供氧骤减，阻止自燃区中的煤炭自燃，使原来的易自燃区和自燃区，由于供氧不足而变成不自燃区。 随着工作面的推进，每隔5m距离砌筑一道阻燃墙。 2）阻燃墙结构 ①形式 阻燃墙为双侧式即在采空区“U”形漏风通道的进风侧和回风侧各筑一道阻燃墙。 ② 设计参数 长度。阻燃墙的长度是指沿工作面的走向方向的长度，阻燃墙的长度应该根据采空区原上下顺槽压实程度确定，原则上把没有冒落的部分全部堵起来并延伸到未压冒落带中。 ③宽度。为使阻燃墙的严密和稳定，阻燃墙的宽度一般在0.5-1m为宜。 ④高度。阻燃墙的高度取决于工作面的采高，一定要与顶板接实。阻燃墙的结构如图 第5节 注黄泥浆预防采空区发火设计 1、工作面采空区注浆采用移动式注浆设备，设备布置在工作面上顺槽。 2、灌注方法为在工作面上顺槽沿上帮敷设2寸钢管，每间隔5米留设一个三通阀门，每推采5米向采空区灌注黄泥浆进行封堵。 3、工作面注浆量确定 QSKMLHC 式中 QS用黄土量m3 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煤炭采出率， K注浆系数即泥浆的固体材料体积与注浆区空 间容积之比，一般取0.03-0.15。 用水量QW为 QWKWQSδ 式中 KW考虑冲洗管路用水量时备用系数，一般为 1.10-1.25； δ水土比，一般取41 第六节 压注罗克休预防采空区发火设计 为使采空区上下隅角形成一道密实墙体，封堵漏风通道，采用罗克休防灭火材料压注，进一步控制矿井采空区发火。 一、压注罗克休使用条件 煤炭科学院研究总院重庆分院山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿首采区3煤层-380m煤样最短自然发火期实验报告结论煤样升温氧化过程中气体产物及浓度变化见下表，临界温度为141℃。 煤样升温氧化过程中气体浓度及临界温度 煤样及进气温度（℃） O2 CO ppm CH4 ppm CO2 ppm C2H4 ppm C2H6 ppm C2H2 ppm C3H8 ppm Tcmin Tcman Ta 83 97 104 19.19 0 1.7 502.3 0 0 0 0 106 118 122 18.19 91.6 3.9 1061.9 0 0 0 0 标志气体浓度及临界点 141 145 141 18.11 287.7 6.3 1851.6 0 0 0 0 在采煤工作面回风巷设置观测点，在上隅角悬挂便携式一氧化碳检测仪随时检测，瓦斯检查员通过一氧化碳鉴定管检测与其比对；在回风巷距工作面不大于10米位置设置束管探头，通过束管气体取样，经地面色谱仪分析（每日一次），同时设置一氧化碳传感器经分站上传至KJ76N安全监控系统，形成报表和曲线分析采空区煤体升温氧化过程中一氧化碳气体变化趋势，根据检测数据确定发火预测预报，安排压注罗克休预防采空区发火。 二、罗克休产品性能简介 罗克休是一种由两种组分组成的注射泡沫，用于中空充填，隔绝空气和密闭瓦斯。该产品的使用需要一台专用注浆泵和一支混合枪，两种组分（树脂、催化剂）以41体积比相混合后迅速反应成泡沫，接着产品会快速膨胀到原体积的20-30倍。膨胀完毕后，罗克休泡沫在几分钟内硬化。其反应迅速、高膨胀率及良好的整体承压能力，为中空充填提供了一个经济、快捷、安全的解决途径。凭借其突出的抗静电性能以及较高的防火等级，罗克休泡沫同样适用于矿井火灾的防治和地下热源的封闭。 （一）罗克休产品具有以下特点和优越性； 1、即时发泡，膨胀倍数大、充填用量小； 2、抗静电、无火焰蔓延、适用于灭火措施； 3、封堵围岩裂隙，防止空气渗流； （二）罗克休的技术优势； 1、反应迅速，高膨胀率； 2、其良好的承压能力； 3、良好的可压缩性，能够适用岩层的运动； 4、永久封闭，对井下有害气体能够快速堵截； 罗克休产品的应用给煤矿安全生产提供了一条新的方法和手段，是矿井安全技术的一场技术革命。 （三）适用范围 工作面采空区防灭火 承压条件下的永久密闭 井下有害气体的快速堵截 瓦斯抽排巷、高位钻场充填及密闭 封堵围岩裂隙，防止空气渗流 在一定范围内构筑密闭墙及防火墙 中空充填及巷道、工作面的冒顶充填 （四）技术参数 基本成份 树 脂 塑化剂 密度（g/cm3，200C） 1.23 1.46 存储温度（0C） 5-20 5-40 存储期限（月） 3 12 聚合产品 混合比（体积比） 41 反应时间（min） 120 膨胀倍数 ＞40 10变形时的搞压强度（kPa） ＞10 阻燃性 高难燃 三、施工步骤 1）在工作面上下隅角以内15米的范围内，向碎石中部和顶部进行罗克休充填，布置三排钻孔，间隔2.5m左右，下设注浆管，进行充填注浆。对于顶板区域冒落的空间进行充填，注浆孔深2米（1米的花管）。对于碎石缝隙返出来的注液及时用木楔、费棉纱等物进行封堵。充填方案见下图 图2 注浆段 3）注浆顺序上隅角→沿采空侧向下（15米）；下隅角→沿采空侧向上（15米）； 四、劳动组织和施工准备 施工采取煤矿安排运料、接风管等辅助人员，兖州天工机电工程有限公司安排注浆操作人员。 施工准备 1、准备动力风源要求4-7bar； 2、准备风管，要求直径1寸，长度视现场情况而定； 3、把所有的原料和设备运到施工现场； 4、负责打注浆孔，并配备2-3名辅助施工人员配合注浆； 5、准备清洗剂，两桶水和一桶机油； 6、准备棉纱和木楔用来防止原料顺裂隙流出造成浪费。 五、注浆安全技术措施 1、管理制度及人员配备要求 （1）施工前必须向全体施工人员贯彻施工组织措施、安全技术措施，使每个施工人员都明白施工工序、施工方法和施工安全注意事项。 （2）操作人员应配备眼罩、口罩等劳动用品，作好个人防护工作。 （3）严格贯彻执行安全生产管理的各项规章制度和岗位责任制，以确保注浆施工的安全、快速、优质。 （4）为确保钻注施工的安全，快速，优质，各班组均配备有经验的注浆技术工人。 （5）其他未尽事宜严格执行煤矿安全规程等有关规定。 2、注浆操作注意事项 （1）打注浆孔时，钻具一定要控制好，先慢后快，一定扶好风钻及钻杆，以防断钻杆、风钻倾斜发生意外伤人。 （2）安装注浆管时，人员站在安全可靠地点；注浆时，人员要避开注浆管正面位置，以防注浆管意外伤人。 （3）注浆前，检查管路及钻孔，检查注浆孔是否畅通，有无堵塞现象。 （4）注浆过程中要观察是否跑浆，其它钻孔是否异常，有无串浆现象。 （5）要根据注浆中的情况，随时调整注浆压力及注浆量。 （6）如钻孔出现连续升压，则应连续注浆，直到达到结束标准。 （7）注浆人员要随时注意当设备运转出现异常时，如压力突然增大、注浆管跳动剧烈等，要立即停机，进行检查处理。 （8）注浆期间要设专人观察注浆管、巷道周围是否有跑浆现象，发现问题及时通知有关人员采取措施处理。 （9）注浆人员严格执行注浆泵操作规程，佩带防护眼镜、乳胶手套，谨防浆液对人造成伤害；注浆管路要牢靠，各螺丝扣的连接必须拧紧，以防脱出伤人，放浆时，要注意安全，人员避开放浆阀门，防止高压浆液突然喷出，时刻注意压力表变化情况，发现异常情况及时处理。 （10）记录员跟班检查注浆情况，发现问题应立即停止注浆，向技术人员汇报。 （11）注浆结束后，要及时清理钻注设备，并进行检查。 六、相关安全技术措施 为确保此项工作的施工质量与安全，辅助人员遵循如下安全技术措施。 1、此项工作由工区辅助人员配合兖州天工机电工程有限公司技术人员进行施工。 2、此项工作施工前由工区辅助人员配合兖州天工机电工程有限公司技术人员准备好该项工作所需材料。 3、此项工作施工前由工区辅助人员把所需物料运至指定地点。 4、注浆材料及设备装车下井时，严禁超高，人员运送物料过程中要特别小心，防止溶液桶损坏，液体溅入眼内。人员要相互配合好，确保安全。 5、开绞车人员及信号把钩工要持证上岗，精力集中，严格按信号操作。绞车开动前必须检查绞车及安全设施是否灵敏可靠，检查合格后方可起动绞车。 6、施工人员施工时，必须严格注意顶板支护情况，坚持敲帮问顶制度，若发现片帮冒顶、支护不牢等情况必须及时汇报调度室安排处理后方可施工。 7、施工中，瓦检员紧盯现场，上隅角空顶处CO浓度达到0.0024，严禁任何人员进入作业。 8、施工前，应全面整改工作面质量，使其达到质量标准化标准，工作面各种特殊支护齐全，片帮处支设好走向板棚，贴帮点柱，排除隐患，把采面及两巷20米范围的杂物清理干净，通风行人畅通，由于后巷老空顶板冒落不充分，有空间（约3立方）需用纺织袋装碴子充填老空，必须充填接顶、接帮密实。防止注浆过程中出现跑浆现象。 9、注浆管要用大锤轻轻砸入老空区，严禁用煤电钻钻孔。 10、避灾路线 （1）避火灾、瓦斯、煤尘爆炸有害气体灾害路线 根据施工地点标明。 （2）顶板事故避灾路线 采面发生冒顶时，人员向冒顶区域两侧撤离。 （3）避水灾路线 根据施工地点标明。 11、 所有施工人员必须认真学习本措施，合格后方可上岗。 第7节 注氮预防采空区发火设计 氮气防灭火，即利用井下移动式制氮设备生产的氮气，通过管道把氮气送入回采工作面或采空区进行防灭火工作。将氮气注入采空区等煤炭可能自燃的区域，使之惰化而失去自然特性，称为氮气防火；将氮气注入已封闭的火区，使火区惰化、窒息火源者，成为氮气灭火。 1、 制氮装置 氮气源设备采用井下移动式膜分离制氮装置，输氮管路的最长的距离是1000m，最短500m。工作面的风量400m3/min。 1）供氮能力 制氮装置的供氮能力应按矿井注氮工作面防火注氮需要选取。 工作面注氮量的计算 式中Q0采空区氧化带内漏风量，m3/min，取工作面风量的1； C1采空区氧化带内平均氧浓度，取15； C2采空区惰化防火指标，其值为煤自燃临界氧浓度，取7； CN注入氮气的氮气浓度，取97； K备用系数，取1.21.5。 取600m3h-1 2）氮气纯度 向防火区注入氮气的纯度要视其将采空区的氧浓度降低到煤自燃临界氧浓度而定。而向火区注入氮气纯度应不低于97。 3）供氧压力 地面、井下制氮设备的供氧压力，其管路末端的绝对压力应不低于0.2MPa。 式中P2管路末端的绝对压力，MPa； Qmax最大输氮流量，m3/h； D0基准管径，150mm； Di实际输氮管径，mm； Li相同直径管路的长度，Km； λ0基准管径的阻力损失系数，0.026； λi实际输氮管径的阻力损失系数。 Qmax600m3h-1 4）制氮装置 产氮量 600m3h-1 ；供氮压力 0.802MPa 制氮装置选用煤炭科学研究总院沈阳研究院研制开发的DM系列矿用井下移动式膜分离制氮装置。 型号DM-600 产氮量 600m3h-1；氮气纯度≥97％； 供氮压力≥ 0.8MPa；电机功率220KW。 矿用井下移动式膜分离制氮装置型号DM-600相对固定井下，利用压气管道作为输氮管道，把气源注入到所需区域。 2、输氮管路 根据注氮量和矿上实际情况选用直径D50mm的钢管。 Q600m3/h，D50mmm Q500m3/h，D50mmm （1）输氮管路的分岔处应设置三通和截止阀及压力表。在注氮区域前面的注氮干管上应设置调控阀门和安全放空管。 2输氮管路应进行防锈处理，表面涂黄色油漆，定期对输氮管路进行试压检漏。 （3）埋设在采空区的注氮管路紧贴底板；管口要搭“石笼”或“木垛”加以保护。 3、注氮方法 注氮方式的选择合理与否不仅决定着氮气在采（老）空区的分布状况，而且关系着注氮效果和经济费用。选择注氮方式时，应根据采（老）空区的状态（开区或密闭区）、漏风元的位置及其分布等因素，充分借助于注氮正压或其与漏风压力的共同作用，保证注入的氮气能够持续扩散而形成全方位的氮气惰化带，从而达到有效防火或抑爆的目的。 密闭区注氮（即闭区注氮）的方式选择较容易，往往采用与采后密闭注浆相同的方式向密闭区内注氮。而回采工作面采空区注氮（开区注氮），由于其采空区处于不断变化之中，漏风源分布复杂，选择合适的注氮方式显得较麻烦。尤其是无煤柱或分层开采的工作面，极易存在多处漏风通道，选择注氮方式时，应摸清主、次漏风通道再选定。 根据防火工作的实际需要，氮气防火可针对生产工作面的采空区进行，也可以针对相邻工作面采空区进行。 1）工作面后部采空区注氮 当自然发火的危险主要来自生产工作面的后部采空区时，应该采取向本工作面后部采空区注入氮气的防火方法。采用埋管注氮，对于采用U型通风方式的采煤工作面，应将注氮管道铺设在进风顺槽中，注氮释放口开设在后部采空区中的进风顺槽一侧，以利用通风压力使氮气流入采空区中。 （1）最佳注氮释放口的确定 确定最佳注氮释放口（孔）的原则应位于氧化带的中心部位（走向方向）；设在入风顺槽底板上。实际观察分析发现，注氮口埋得深，会使大量瓦斯挤到工作面来，造成工作面风流瓦斯超限或上隅角局部瓦斯积聚；注氮口埋得过于靠近工作面时，又会使大量氮气泄露或溢流，起不到惰化采空区防止自然发火的目的。从采空区温度与气体测定所绘制“三带”分布图得知，自燃带在进风顺槽部位距工作面为1027m，自燃带的中心位置（走向方向）大约在工作面18.5m左右。考虑到进风顺槽位置受入风流动压冲击影响和注氮后采空区形成正压抵制风流动压冲击的作用，合理的注氮口位置距工作面应在1020m之间。这样，即能减缓采空区漏风把浓度低于10的氧气往工作面方向推移；又能把瓦斯推向采空区深部，如图5.12所示。 图5.12 注氮管埋设及释放口位置 工作面后部采空区的注氮，可以采用连续注氮方式，也可采用间接注氮方式，应根据注氮强度（流量）和采空区中气体成分变化情况等综合确定并及时调整。 （2）在注氮工作的日常管理中，应注意下列问题 ①注氮数量的多少，应根据采空区中气体成分进行确定，以距工作面20m处采空区中的氧浓度不大于10作为确定的标准。如果采空区中CO浓度较高（50ppm），或者工作面上CO浓度超限，或出现高温、异味等自燃征兆，都应加大注氮强度和注氮量。 ②利用束管监测系统，合理设置检测传感器，加强对采空区、工作面和回风顺槽中O2、N2和CO的监测；同时，由瓦斯检查员随时对工作面及其回风顺槽中的O2、CO和CH4浓度进行检查，要保证工作面风流中的氧气浓度。若发现工作面上的氧气浓度降低，应暂停注氮或减少注氮强度。 ③注入氮气的纯度应大于97。 ④注意检查工作面，特别是其回风隅角及回风顺槽风流中的瓦斯涌出情况，若发现采空区内大量涌出瓦斯，使风流中瓦斯超限时，可适当降低注氮强度或应用采空区抽放瓦斯的方法进行处理。 ⑤第一次向采空区注氮，或停止注氮后再次注氮时，应先排出注氮管内的空气，避免将空气注入采空区。注氮管道较长时，更应注意这一问题。 ⑥第一次向采空区注氮，或停止注氮后再次注氮时，应先排出注氮管内的空气，避免将空气注入采空区。注氮管道较长时，更应注意这一问题。 ⑦通过观测，采取有效措施防治泄漏。 注入的氮气将顺着进风顺槽→采空区→回风顺槽间的漏风通道，大量泄漏到回风顺槽中。单位时间内注入氮气的数量越大，氮气泄露量越大；工作面两端风压压差越大，氮气泄露量越大。因此，必须对主要漏风通道回风顺槽和进风顺槽进行封堵并加强注氮