第五章通风、降温与安全.docx

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1、编号：时间：2021年x月x日书山有路勤为径，学海无涯苦作舟页码：第114页 共29页第五章 通风、降温与安全第一节 概 况一、瓦斯本井田3上煤层采取1件瓦斯样，3(3下)煤层采取13层点14件瓦斯样，分析结果(见表5-1-1)表明：其瓦斯(CH4)成分和含量最高分别为9.80%和0.262cm3/gr，二氧化碳(CO2)成分和含量最高为10.83%和0.238cm3/gr，氮气(N2)成分和含量最高为99.00%和3.859cm3/gr。根据钻孔测得的瓦斯含量资料分析，3上、3(3下)煤层瓦斯成分以氮气为主，次为二氧化碳、甲烷气体；瓦斯含量普遍低，应属瓦斯风化带范畴。井田西部有岩浆侵入，煤变

2、质程度普遍增高，煤层有产生气体的条件，某些地段如果赋存条件良好，瓦斯含量可能会相对聚集，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。 表5-1-1 3(3下)煤层瓦斯等成分及含量表 项目 煤层瓦斯及其他气体成分 两极值/平均(点数)瓦斯及其他气体含量cm3/g r两极值/平均(点数)CH4CO2N2及其它CH4CO2N2及其它3上0.15(1)1.48(1)98.37(1)0.003(1)0.050(1)2.703(1)3(3下)0.009.801.18(13)0.9510.834.85(13)86.2999.0093.97(13)0.0000.2620.0280.0200

3、.2380.090(13)1. 6873.8592.370(8)二、煤尘煤尘爆炸性试验结果(见表5-1-2)表明：2、3上、3(3下)煤、6煤层的火焰长度变化在50600mm之间，扑灭火焰的岩粉量变化在37.786.5%之间，可燃基挥发分为33.4344.81%,根据挥发分和固定碳计算的煤尘爆炸指数为39.2244.83，因此，以上煤层均为有煤尘爆炸危险性煤层。3(3下)煤焦的火焰长度变化在0300mm之间，扑灭火焰的岩粉量变化在5.040.0%之间，可燃基挥发分为7.94%,根据挥发分和固定碳计算的煤尘爆炸指数变化在9.77，因此，3(3下)煤焦为无有爆炸危险性，天然焦无煤尘爆炸危险性。表5

4、-1-2 2、3上 、3(3下)、6煤层煤尘、煤的自燃试验成果表 煤 层（点数）火焰长度(mm)岩粉量(%)煤尘爆炸指 数爆 炸危险性2 (2)35057050.075.044.83有3上 (2) 40060062.065.039.22有3(3下)煤(8)5060037.786.540.79有煤焦(2)03005.040.09.77无有6 (1)63080.044.77有三、煤的自燃根据本井田煤样测试结果(见表5-1-3)，各煤层煤的原样着火温度变化在314411之间，还原样与氧化样着火点之差为522。2、3上煤层属不易自然发火；3(3下)煤层属不易自然自然发火煤层；3(3下)煤焦、天然焦均属

5、不易自然发火煤层；6煤层属自然发火煤层。因此，在今后矿井开采过程中应严格采取防火措施，以防煤层自燃现象发生。表5-1-3 各煤层煤的自燃试验成果表煤 层（点数）原 样()还原样()氧化样()T()自燃等级2 (2)3273523303583243446143上 (2)35936236337035235411163(3下)煤(10)314358317364312350516、煤焦(5)3894113954233834051220天然焦(4)4274404404694224367196 (1)34734932722四、地温勘探阶段未做专门恒温点(带)的确定工作，沿用了巨野煤田普查地质报告确定的恒温

6、点的深度50m、温度18.9。全区非煤系地层的平均地温梯度(Q+N+P2)2.63/100m，煤系地层(P1s+C2P1t)平均地温梯度3.57/100m。随沉积环境、构造和水文地质条件的不同以及岩浆岩侵入，地温梯度变化有一定的差异，全孔地温梯度1.814.11/100m，全区平均地温梯度3.01/100m。煤系基底广布着奥陶系石灰岩含水层，据揭露奥灰钻孔简易测温资料统计，地温梯度一般在1.50/100m，地温梯度较小，说明导热性能较好。全区地温梯度呈西北高东南低的趋势，3煤层沉缺区及其附近地温梯度较低。但随沉积环境、构造和水文地质条件的不同，地温梯度变化有一定的差异。从3(3下)煤层底板温度

7、等值线图可以看出，等温线与煤层底板等高线基本平行，即煤层埋藏越深温度越高。但同一深度,由于所处构造部位不同以及受其它地质因素的影响不同，地温也有所不同，根据3煤层底板温度等值线图，3煤层主要处于一或二级高温区，且大部分为二级高温区，Y-28号钻孔见最高温度为55.91;仅3煤层埋藏较浅处，零星分布着几个小的正常地温区。总之，本区平均地温梯度3.01/100m，属地温梯度异常区。3(3下)煤层西部局部赋存区处于一级高温区，东部大部处于二级高温区。第二节 矿井通风一、矿井通风方式根据开拓部署，针对本矿井埋藏较深、地温较高的特点，采取分区通风的方式，矿井开采前期采用中央并列抽出式通风方法。中、后期分

8、别在南部和北部再增打进、回风井，解决由于开采范围扩大引起通风负压过大的问题，实现分区通风。二、矿井通风系统矿井开采前期新鲜风流由副井（主井进少量风）进入井底车场，经轨道石门、轨道顺槽、清洗工作面。乏风从回采工作面经胶带顺槽、回风石门至风井排出地面。矿井初期通风系统见图5-2-1。三、矿井风量计算根据煤矿安全规程（2004）规定，结合兖州矿区“矿井风量计算方法”，矿井需要的风量，按下列要求分别计算，并取其最大值。 按井下同时工作的最多人数计算：Q矿井4NK矿通 式中：N井下同时工作的最多人数，人；K矿通矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素， 取K矿通1.25 Q矿井42001.251

9、000 （m3/min）,即16.7 m3/s. 按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：Q矿井（Q采Q掘Q硐Q其它）K矿通 式中：Q采采煤工作面实际需要风量总和，m3/s；Q掘掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；Q硐硐室实际需要风量的总和，m3/s；Q其它矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s； 采煤工作面实际需要风量，按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算： 按工作面温度和合适风速计算Q采i=60V采iS采iK长i（m3/min）式中:Q采i-第i个采煤工作面实际需要的风量, m3/min；V采i -第i个采煤工作面风速, m/s（见表5

10、-2-1）,考虑降温需要，并适当留有富余系数，本值取大值；S采i-第i个采煤工作面的平均断面积， m2，估算为10.0 m2；K长i-第i个采煤工作面面长调整系数（见表5-2-2）；Q采i=602.010.01.2=1440 m3/min 按人数计算实际需要风量Q采i=4Ni m3/min式中:Ni-第i个采煤工作面同时工作的最多人数,人；Q采i=470=280 m3/min表5-2-1 采煤工作面空气温度与合适风速对应表 采煤工作面空气温度（C）采煤工作面风速（m/s）15180.818200.81.020231.01.323261.31.626281.62.0282.02.5表5-2-2

11、采煤工作面面长调整系数表采煤工作面长度(m)300k长0.80.91.01.11.21.31.4 按瓦斯涌出量计算Q100qk1式中：q采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3min；由于郓城矿井为新矿井，没有实测的瓦斯绝对涌出量，参照济宁三号矿井实测的2.68m3min计算； k1采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5。Q100qk11002.681.5402m3min经计算，按工作面的气温和风速计算出的风量最大，参照邻近兖州、济宁等矿区综采工作面的实际风量，回采工作面风量推荐为30m3/s，实际生产过程中可根据瓦斯涌出和井下气温条件进行适当调整。另外，按回采工作面风量的50考虑接续工作面风

12、量为15m3/s。采煤实际需要风量为：Q采30 +1545m3/s。 掘进实际需要风量按矿井各个需要独立通风掘进工作面实际需要风量的总和 (Q掘)计算：式中 Q掘i第i个掘进工作面实际需要风量，m3/min。 按掘进工作面实际需要最低风量计算：Q掘=60VSKt , m3/min式中 Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；V掘进工作面的最低风速m/s。煤巷、半煤岩巷掘进工作面V取0.25 m/s；S掘进工作面断面积，m2；Kt掘进工作面温度调整系数，从表5-2-3中查取，考虑温度因素，适当留有富余系数，取大值。各工作面 Kt取1.15。表5-2-3 掘进工作面温度调整系数表掘进工作面空气温

13、度（）26Kt1.051.101.15各掘进工作面实际需要风量见表5-2-4。表5-2-4 掘进工作面实际需要风量表掘进工作面名称顺槽轨道石门胶带输送机石门回风石门断面积（m2）12.017.314.217.8实际需要风量（m3/s）3.54.94.15.1 Q掘3.5+4.9+4.1+5.117.62m3/s 按局部通风机通风能力计算局部通风机选型根据工作面的需要风量，考虑局扇通风距离、风筒直径、管理等因素。由于矿井原始岩温较高，顺槽独头掘进长度最长2.6km左右，为利于有效降温，顺槽掘进工作面选择255kW局部扇风机，风量为7501150m3/min，每个掘进面取12 m3/s；大巷掘进工

14、作面由于距离较近，可以通过联络巷实现双巷掘进，故选用230kW局部扇风机，风量为260630m3/min，每个掘进面取8 m3/s。掘进工作面风量按局部通风机通风能力计算：Q掘Q局K1=（212+28）1.2=48 m3/s式中:Q局局部通风机的风量, m3/sK1风筒漏风系数,取1.2。经计算，按局部通风机通风能力计算出来的掘进工作面需要的风量最大。因此Q掘48 m3/s硐室实际需要风量井下爆炸材料库: 4 m3/s；采区变电所: 4 m3/s；电机车修理间及充电硐室: 4 m3/sQ硐=4+4+4=12m3/s 其它地点供风量根据我国大多数机械化矿井的统计资料,一般按下列公式计算:Q其它=

15、（Q采Q掘Q硐）5%=(45+48+12) 5%=5 m3/s综合上述计算全矿井初期风量为:Q矿=(45+48+12+5) 1.25=137.5m3/s，取140 m3/s经过计算全矿井初期风量为：Q矿140m3/s，开采三十年内由于煤层残采、产量的增加、通风路线加长漏风增大，另考虑北部天然焦开采，风量将增加。经过测算,风量最大为240m3/s。（四） 矿井通风负压计算矿井通风负压采用下列公式进行计算：h9.8pLQ2/s3 式中：通风阻力系数；p巷道净周长，m；L巷道长度， m；S巷道净断面，m2；Q通过巷道的风量，m3/s。考虑自然风压,经过计算初期的通风负压1693.5Pa，前30年内最

16、大通风负压为2919.2Pa。通风负压表见表5-2-5、表5-2-6。（五） 矿井通风等积孔计算矿井等积孔采用下式计算：A=0.38Q/ h / 9.8式中：A矿井等积孔，m2；Q矿井风量，m3/s；h矿井通风负压，Pa；经过计算矿井生产前30年内等积孔为4.055.28m2，属通风容易矿井。第三节灾害预防及安全装备本矿井为低瓦斯矿井，各可采煤层有自然发火倾向和煤尘爆炸危险，以及水患等不安全因素。在矿井建设和生产过程中，必须严格执行煤矿安全规程的有关规定，坚持“预防为主，防治结合，综合治理”的原则，重点防范瓦斯、煤尘、水、火的威胁以及热害的治理，设计选用井下环境安全监测系统和火灾束管监测系统等

17、综合治理的装备和措施，切实防止瓦斯、煤尘、自然发火等灾害发生。一、瓦斯灾害的预防1、建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠地预防和控制瓦斯事故的发生。2、不断优化通风系统，严格掌握风量分配，加强通风管理，保证井下各用风地点有足够的新鲜风流。生产中严格管理制度，设专职瓦斯检查员，对工作地点经常进行各种有害气体和风量测定。3、在采掘工作面、采区回风巷及与其相互连接的上、下顺槽中设置瓦斯超限警报仪，监测风流中的瓦斯浓度，并将信息及时传送到地面控制室。在工作地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时及时自动切断电源。4、加强对各种通风设备及安全设施的管理，保证其完好性。5、加强机电设备的检查和

18、维修，保持良好的防爆性能。6、下井人员必须配戴过滤式自救器，熟练掌握其使用方法。7、采取调压技术、分流技术、喷堵技术、充填技术、通风排除等措施防止瓦斯超限，特别要防治综放工作面上隅角瓦斯超限。井下局部扇风机供电实行“三专”、“两闭锁”，确保局部通风机正常运转。二、粉尘的防治由于井下工作空间狭窄，供风量有限，工作时产尘量大，煤尘浓度高。因此，为保护工人健康和防止煤尘爆炸事故，在矿井建设和生产时均应制定除尘、降尘和防止煤尘爆炸事故的措施。（一）采煤工作面的粉尘防治采煤工作面，是矿井人员设备集中、尘源多而粉尘浓度大的工作场所。对于双输送机的放煤系统，有采煤机割煤时的采煤机尘源、采煤刮板机转载点尘源、

19、移架尘源、放煤口放煤尘源等，由于比一般综采增加了放煤口、放煤刮板机和转载点等尘源，其原始瞬时总粉尘浓度高达8000mg/m3(一般综采约50006000 mg/m3)，严重污染作业环境。上述尘源有的随时移动（象采煤机割煤、移架、放煤），不能用机械密封方式罩封，并且这几个尘源又都处于主风流中易于扩散，是治理的难点，破碎机等尘源可以采用机械罩封后再实施喷雾、声波雾化、抽尘净化等降除尘措施，以取得较好的效果。1、减少产尘量的措施（1）采煤工作面煤层注水减少粉尘产生煤层注水是减少采煤工作面粉尘产生最根本、最有效的措施。煤层注水实施较好的工作面可以使总粉尘浓度减少7585，呼吸性粉尘浓度减少65以上。煤

20、层注水是通过钻孔并借助于水的压力，将水注入煤层中，使煤层得到预先湿润，增加煤体的水分，从而减少采煤时的粉尘产生量。（2）合理选择采煤机截割机构的结构参数和工作参数采煤机截割煤体，是最大的产尘源。合理选择采煤机截割机构的结构参数和工作参数，对抑尘有很大作用。截齿的类型、尺寸、数量、锐度、间距、截割速度、截割深度、牵引速度都与产尘量有密切关系。截齿选型应以煤的性质和煤层条件为依据。对裂隙较发育的脆性硬煤，镐形齿比刀形齿产尘少；裂隙不发育的硬煤，刀形齿比镐形齿产尘量少2/3。夹矸多的煤层适宜用重型截齿，采用数量较少并保持锋利的截齿，产尘量小，反之则产尘量大。滚筒叶板的螺旋角越大，越易扬尘，螺距越小，

21、产尘量越多。截割速度、截割深度、牵引速度三个工作参数密切相关，应综合选择：加快牵引速度，同时降低滚筒转速（截割速度），可选出单位产尘量最低的最佳匹配值。滚筒慢转速，截齿粗齿化，能减少产尘量，加大截割深度，同时加快牵引速度，可在很大范围内降低单位产尘量。加大截割厚度，同时降低滚筒转速，可取得单位产尘量最低的效果。2、降低粉尘量的措施（1）采煤机高压喷雾降尘采煤机是回采工作面产尘最大且最难控制的尘源。由于其随时移动并处于风流之中，粉尘易于扩散飞扬，目前国内外普遍用内外喷雾来实现降尘。我国采煤机内喷雾降尘效果一般不太理想，现有的外喷雾效果亦较差，粉尘浓度仍然很大而污染环境。其主要原因是压力低（3.5

22、MPa）,喷嘴喷口直径大（一般1mm）。而本矿井喷雾压力为6.3MPa，喷头喷口直径较小，使其具有雾粒细、射程远、涡旋强度大、荷电性能强等优点，大大提高了降尘效果。（2）液压支架移架和放煤口自动喷雾降尘在液压支架上安装喷雾控制阀，当降柱和放煤时，通过支架的液压系统输送给控制阀液压信号，控制阀水路开启实现喷雾降尘；移架和放煤过程中继续喷雾，当升柱和关闭放煤时，支架的液压系统又输送给控制阀信号，关闭水路停止喷雾，从而实现放煤和移架的自动喷雾降尘。其降尘率可达74以上。（3）对转载点、破碎机等处进行喷雾洒水降尘，并对破碎机实行封闭。（4）含尘风流控制除尘改变工作面通风系统或风流方向：国内现行的长壁工

23、作面通风系统，一般为U型、Y型、W型、E型及Z型等，以U型应用最为普遍。除尘效果以W型、E型（2进1排系统）为佳。将U型改为W型通风系统，回风煤尘含量降低近30，矿井投产后可根据工作面粉尘情况选择通风方式。调节工作面最佳风速：采煤机组与液压支架选定后，工作面的断面有一给定的范围和相应的风速。从工作面防尘出发，有一最佳排尘风速，其值的大小随煤体水分、采煤机工况和采取其它降尘措施的不同而异。一般认为采煤工作面最佳排尘风速1.41.6m/s，采取防尘措施后，可增加到22.5m/s。采煤工作面是一个尘源多又分散的工作场所，必须对整个工作面实施综合防尘措施，才能够使整个工作面的粉尘浓度有效地降低。（二）

24、其它地点的粉尘防治 1、采煤机和掘进机必须配备有效可靠的内外喷雾降尘装置；掘进工作面要设置除尘风机，锚喷工作面配备混凝土喷射机除尘器。2、建立完善防尘、洒水降尘管理系统。对于煤流各转载地点必须经常喷雾洒水。3、对于容易积存煤尘之处，应定期进行清扫和冲洗巷道。4、井下煤仓和溜煤眼应经常保持一定的存煤不得放空，防止煤仓和溜煤眼进风。5、矿井两翼、相邻的采区、相邻煤层和相邻的采煤工作面间，煤层掘进巷道同与其相连的巷道间、煤仓同与其相连通的巷道间，采用独立通风并有煤尘爆炸危险的其他地点同与用其连通的巷道间，必须设置隔爆水棚隔开。6、煤壁注水是防止煤尘的有效方式，在开采前需进行煤壁注水。7、采、掘工作面

25、的工人应按规程规定配戴防尘帽和防尘口罩。三、防火措施本矿井开采的煤层有自然发火倾向。兖州矿区南屯、柴里等矿井开采3煤层时均发生过煤层自然发火，自然发火期一般36个月，最短的45d。因此预防煤层自然发火，是本矿井煤层正常开采和矿井安全生产的一个突出问题。本设计认真调查了国内开采有自然发火煤层矿井的防灭火经验，采取预防为主，力求根治的综合治理措施。1、综放面自燃机率分析煤层自燃取决于煤的自燃倾向性，漏风供氧、积聚氧化热的蓄热环境和稳定足够的氧化时间等因素。这些因素都与开采方法和采场推进的时空有关。（1）综放面对防治煤层自燃的有利因素首先综放面具有开采时间短的优势，综放面一次采全高，减少了切割煤层的

26、次数和煤层暴露在空气中的时间。二是从兖州矿区推行无煤柱分层开采发生的34次煤层自燃和隐患的时间来看，一分层（或本分层）开采时引起本采空区内部发火的机率低，占总发火次数的17.6%，下分层及邻区准备或开采时引起上分层或相邻采空区内部发火机率高，占总发火次数的82.4%，其主要原因就是下分层及邻区准备或开采时重新揭露煤层造成漏风供氧继续氧化上分层或相邻采空区浮煤所至。分层开采发生的火灾和隐患时空分布情况见表5-3-1。表5-3-1 火灾和隐患时空分布情况与分层关系采空区采空区周边合计中部开切眼顺槽停采线一分层回采时42006下分层或邻区准备、回采时21111428合 计63111434从上表34次

27、火灾和隐患发生的空间位置看出，采空区中部发火机率低，采空区周边，特别是停采线和顺槽发生自燃或隐患机率高，分别占总次数的41.17%和32.35%。所以减少综采面“两道两线”的个数，也就消除了大部分发火隐患点，降低了煤层自燃机率。兖矿综放面煤层自燃隐患情况（表5-3-2），本面的发火机率为0，发火隐患主要发生在相邻面的采空区、停采线及有断层或老巷处，也符合所述煤层自燃时空规律。(2)综放开采对防治自燃的不利因素一是综放工艺回采率通常为88左右，大量的松散煤体堆积在采空区内，采用注浆等常规防灭火手段收效甚微。二是综放面产量大，增加了放煤工序，推进速度比分层开采慢，采空区浮煤从氧化带进入窒息带的时间

28、相应延长，有可能导致自燃。三是综放面采高大，采空区冒落三带中的裂隙带增高，沿两道及开切眼的U型漏风三角相亦增大，因而采空区漏风三带中的冷却带和自燃带相应加宽，采空区漏风比分层开采面严重。通过综放面和分层开采防治煤层自燃、发火事故和隐患的事实，分析比较可得出如下结论：表5-3-2 综放面煤层自燃隐患综放面编 号发火隐患部位原 因隐患发生本面邻 面时 间兴隆530605305停采线1992.7兴隆531305314-1采空区下部断层处5313面、5313-2面同时开采1993.4兴隆531305314-1停采线与一分层探煤巷交叉处1993.10兴隆431404314一联三岔门处1993.11南屯6

29、3100顺槽顶板煤柱孤岛开采，煤层松动离层1993.9鲍店130800a、综放面在开采时空上占有优势，在保持一定的推进速度的情况下，综放面比分层开采面的煤层自燃机率低，特别是综放面本面的发火机率低；b、综放面火患的威胁主要来自相邻采空区；c、综放面煤层自燃隐患的重点部位仍是“两道两线”，特别是停采线和相邻综放面采空区的顺槽。 2、防治煤层自燃的主要技术措施（1）加快工作面的推进速度加快工作面推进速度，利用采空区“漏风三带”规律，把采空区浮煤在发火期内置入窒息带是防止工作面采空区煤层自燃的重要技术措施之一。据前苏联的实验研究结果表明：冷却带与自燃带的宽度（范围）取决于冒落岩石的压实速度（即顶板岩

30、性）、工作面的长度、工作面两端的风压差及工作面的推进速度。根据兖州矿区开采3煤层的具体条件，可算出综放面冷却带和自燃带的总宽度175.5m与最小平均月进度62m的比值为2.83月，小于3煤层的最短自然发火期3个月，所以综放面月推进度在62m以上，即可保证在本面不会发生煤层自燃。（2）实施区域性的均压通风区域性均压通风是防治相邻采空区煤层自燃的主要技术措施。在煤层自燃诸因素中，煤的自燃倾向性是自燃的内因，漏风供氧是外部因素中的主要因素。由通风阻力定律可知，漏风的大小取决于漏风巷道始末点之间的风压差和漏风风阻，欲减少漏风，一是增加漏风风阻，二是降低漏风压差。在煤矿井下由于受地质条件和矿山压力的影响

31、，增阻堵漏有很大的局限性，而采用通风技术降低漏风压差来减少漏风的做法比较容易实现。研究表明，流经煤堆的通风强度在0.10.9m3/minm2范围内易发生自燃；低于0.06 m3/minm2或大于1.2 m3/minm2时不会发生自燃；最利于自然发火的漏风强度是0.4 m3/minm2。因而，把漏风强度控制在易燃值之外，把漏风时间控制在煤层自然发火期以内是均压防灭火的宗旨。工作面发火隐患主要来自相邻采空区，因而实施区域性均压技术要根据采场的准备和推进的动态来实施，具体做法：a、注意搞好综放接续工作面沿空掘进巷道掘进期间的均压。为此，应合理确定综放接续工作面沿空送巷的时间，控制沿空送巷与采面的距离

32、，切忌尾随综放面沿空送巷。根据兖州矿区的经验，沿空送巷滞后工作面半年、掘进头距工作面不小于500m为宜。b、搞好综放面回采期间与相邻采空区的均压。合理选择工作面的进回风路线，调整采空区周围的风压分布，减少向采空区漏风供氧。c、调压的方法要因地制宜，一是要周密分析采场及周围情况，如地质构造、丢煤情况、漏风通道、邻区老的隐患点等，确定符合实际的均压措施，如选择合理调压方法与恰当调压设施的位置等。同时针对性地加强注浆、注砂、压注粉煤灰及凝胶阻化剂、喷水泥砂浆或聚氨脂等堵漏增阻措施；二是要提高通风调压设施的质量，加强管理，避免漏风或风流短路，如与该区域系统有关的风门要闭锁，溜煤眼有防放空装置等，以保证

33、通风系统的合理稳定；三是要加强监测。当前，建立区域性的均压监测系统在技术上已经过关，有条件可建立此系统，实施系统适时监测和人工定时监测相结合，以便随时掌握和调整风压波动。（3）紧密结合实际，选用其它防灭火技术a、利用井下移动式膜分离制氮机进行采空区连续注氮防火。b、对采煤工作面及顺槽喷洒和灌注阻化剂，尤其是“两道两线”处。c、对采空区进行预防性灌浆，利用风井的防火灌浆管路，随采随灌。d、利用XK系列胶体压注机，向煤层高温区域压注复合凝胶胶体，防止其自燃。e、对采空区进行预防性灌浆，利用风井的防火灌浆管路，随采随灌，采后封闭，集中灌浆和洒浆相结合，防止自然发火。f、采取挂帘、喷涂水泥砂浆、喷涂聚

34、胺脂、轻质发泡喷涂、粉煤灰凝胶、注砂等一系列堵漏技术防止或减少采空区瓦斯外泄。g、采用高分子材料防灭火技术、胶体泥浆防灭火技术、惰泡防灭火技术等进行防灭火。h、在开拓部署方面仍要坚持无煤柱区段顺序开采，避免过多地切割煤层，为快速推进和实施均压通风创造条件。i、加强矿井的监测工作，经常测定可能发火地点的风量和温度，定期检查废弃巷道的密闭情况，分析掌握发火动态。（4）改善开拓部署、装备水平及采放工艺a、采煤机组，液压支架，前后部刮板机、端头支护及顺槽胶带要合理匹配、安全可靠，能力要为快速推进留有余地。b、增加或改善端头支架的放煤功能，力争消除沿两道堆积的松散煤体，切眼处要超前采取强制放煤措施，正常

35、放煤后要尽量放净顶煤，最大限度地减少采空区丢煤。c、搞好沿空顺槽的喷涂堵漏处理。顺槽的沿空侧、顶和实体煤侧上部1/3要用水泥砂浆或聚氨脂喷涂严实。采空区内靠近顺槽的松散煤体要进行浅孔密集钻注浆或压注粉煤灰堵漏。若巷顶煤体松动，应压注阻化凝胶剂。四、水灾防治1、在矿井建设和生产过程中自始至终都要认真做好水文地质工作，切实掌握水文情况，保证矿井安全施工和生产。2、为了防止钻孔沟通新近系和第四系含水层，采区准备施工前，应严格检查封孔质量，不合乎要求的必须重新启封。3、在落差较大的断层两侧必须留有足够的防水煤柱。当掘进工作面接近断层时，必须打超前钻孔探水。4、从建井阶段到生产初期还没有充分掌握水文情况

36、并建立相应可靠的排水设施之前，应尽量避免穿过深部石灰岩和断层，以保证矿井安全。5、在灌浆区附近掘进时，必须先探放水在确认无水时，方能掘进。6、为了防止新近系底部砾岩含水层溃入井下，在开采露头附近煤层时，要对上覆岩层和新近系下部砾岩含水层、隔水层进行研究，不要盲目地提高开采上限。要限制采高或采取其它采煤方法，确保裂隙带的高度不使新近系底部砾岩水溃入井下。五、顶板灾害防治本矿煤层埋藏大部分在800m以深，预计地压偏大，根据新汶、枣庄和兖州等矿区的经验，煤层埋藏在500m以深时就有冲击地压的征兆，因此矿井在生产时应加强顶板管理。1、巷道在施工过程中，及时有效地支护顶板，防止其早期离层，保证顶板完好。

37、2、回采前用钻屑法或钻孔应力计检测法对工作面进行冲击倾向性及危险性探测。3、用超前放震动炮的方法对冲击倾向实施超前防治。4、为降低煤体的弹性和强度，在工作面超前煤体中实行高压注水。5、巷道施工过断层时，应加强支护，防止其冒顶。第四节 防火灌浆本矿井煤层有自然发火倾向，为预防采空区自然发火，确保安全生产，设计采用预防性灌浆，并辅助喷注阻化剂，灌浆采用随采随灌的方式。由于煤层埋藏深，灌浆量大，为便于管理和提高效率，本设计确定采用集中灌浆系统。一、灌浆材料根据本矿的地理位置及地面条件，暂确定采用黄土作为灌浆材料。目前南屯矿井利用坑口电厂的粉煤灰作为灌浆材料，不但节省大量黄土，降低成本，而且可以消化大

38、量粉煤灰，减少了环境污染。因此，条件具备时也可利用粉煤灰灌浆，在系统上应加以考虑。二、灌浆材料用量1、日灌浆所需黄土量Qt1KG/煤，m3/d式中：Qt1日灌浆所需土量，m3 ;G矿井日产煤量，G8000t/d;K灌浆系数，根据兖州矿区的经验，K取0.01；煤煤的总体容重，取煤1.36t/ m3 ;Qt10.018000/1.36=58.82 m3/d。2、日需实际开采土量Qt2Qt1式中：Qt2日需实际开采土量, m3/d;Qt1日灌浆需土量，m3/d；取土系数，1.1；Qt21.158.82=64.71m3/d。3、日制浆用水量Qs1Qs1Qt1m3/d；式中：Qs1日制浆用水量，m3/d

39、；Qt1日灌浆需土量，m3/d；水土比，取5:1；Qs164.715=294.12 m3/d ；4、日灌浆用水量Qs2KsQs1式中：Qs2日灌浆用水量， m3/d ；Ks水量备用系数，取K1.2；Qs1日制浆用水量， m3/d；Qs21.2294.12=352.94 m3/d。5、日灌浆量Qj1（Qs1Qt1）M式中：Qj1日灌浆量， m3/d；Qs1日灌浆用水量， m3/d；Qt1日灌浆所用需土量， m3/d；M泥浆制成率，取M0.93；Qj1（294.1258.82）0.93328.24 m3/d6、小时灌浆量：Qj2Qj1/（nt）式中：Qj2小时灌浆量，m3/d；n日灌浆班数，取n2

40、；t班灌浆小时，取t=5h；Qj2328.24/（25）32.82m3/h。日灌浆班数和班灌浆小时数可根据实际情况调整。三、灌浆管路的选择根据小时灌浆量及泥浆在管路中的经济流速，井筒和大巷设计选用21920的无缝钢管，回采工作面顺槽选用D1085的无缝钢管，工作面选用D102和D51的铠装胶管。由于井筒深，管路承受的压力大，因此需要在井筒中设置减压装置，进行泄压。四、黄泥灌浆系统1、灌浆系统采用集中灌浆系统，在工业场地风井附近设集中防火灌浆搅拌站、泥浆池。黄土经高压水枪冲洗后由泥浆沟经筛板进入搅拌池，通过搅拌机将黄土搅拌均匀，下至风井减压装置减压后，进入总回风巷的干管管道送至各回采工作面的上顺

41、槽，最后经顺槽内的支管至回采工作面。2、灌浆方法根据本矿井煤层开采特点，采用工作面埋管灌浆的方法进行预防性灌浆，回采工作面随采随灌。沿工作面上顺槽在采空区预埋58m钢管，一端在采空区，一端接高压胶管，胶管长2030m，放顶后开始灌浆，随回采工作面推进，按放顶距离用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离后灌一次。为了提高灌浆防火效果，可在泥浆中加适量的阻化剂，以达到良好的防火目的。第五节 注氮防火氮气防火技术防治矿井火灾已被主要产煤国家公认为是一种行之有效的技术措施。目前，德国、法国、前苏联、波兰等国广泛采用氮气防灭火技术，成功地抑制矿井自燃火灾，获得了预期的效果。一、注氮防灭火系统选择目前我国产

42、生氮气的方法有三种：1、深冷空分：通过压缩、膨胀循环，将大气温度降低并使之成为液态，根据大气组份沸点不同而分离空气的过程。2、变压吸附：通过分子筛对氧气的加压吸附排氮、减压脱附排氧而分离氧、氮的过程。其系统一般为地面固定式或井下移动式。3、膜分离：用天然或人工合成的高分子薄膜，以外界能量或化学位能差为推动力，对双组份或多组分的气体、溶质、溶剂进行分离、分级、提纯和富集的过程。其系统一般为井下移动式。设计拟推荐采用井下移动膜分离制氮系统，其理由如下：1、能耗比较低。薄膜有很高的分离效率，比其他的设备能耗少。2、可靠性高。该薄膜不像其他设备，没有移动部件，静态运行。因此可以减少维护需要，增加使用时

43、数，连续运行可靠性高。3、技术可靠。已有二千多套设备在全世界各地运行，使用效果好。4、操作系统简单。氮气纯度、排气量可调节，温度可自动控制。5、易扩容、体积小、重量轻、系统简单。6、管理集中，人员配备少，成本低。根据上述分析，设计推荐综放工作面选定井下移动式膜分离制氮机组。 二、防火注氮强度1、注氮强度计算按产量计算。实质上就是由注入氮气充满采煤空间，使其氧气浓度降低到防灭火惰化指标需要的耗氮量，可按下式计算：qA/(24t12)(C1/C2-1)式中：q注氮强度，m3/h；A年产量，取2.4Mt；煤的容重，1.36t/m3 ;t年工作日，取300d；1管路输氮效率，取0.9；2采空区注氮效率

44、，取0.7；C1空气中氧含量，一般取20.9%；C2采空区防火惰化指标，取氧气含量为7。q2.4106/(241.363000.90.7)(0.209/0.07-1)=772.53m3/h因此矿井设计计算注氮强度为772.53m3/h2、膜分离制氮机的特性及配备根据注氮量选MNM500型井下移动式膜分离制氮机，其技术指标如下：产氮量：500 m3/h，氮气纯度：97氮气压力：0.91.2MPa，电压：1140/660V功率：185KW，冷却水量：16t/h外形尺寸：（2.61.31.5）3由注氮强度和膜分离机的技术参数可以看出，综放面选用2台能满足注氮要求。另外，结合注氮强度调查和邻近矿井自然发火的特点，在连续注氮的同时，可重点在停采线、煤柱、进回风道两侧及回采工作面起伏不平，不能正常推进处进行注氮，即能达到防灭火的目的，又可降低成本。三、注氮工作面注氮工艺1、注氮方式及管路设