煤矿防灭火设计

煤矿防灭火设计

山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司

矿井防灭火专项设计

山西源通煤矿工程设计有限公司

二○一二年三月

山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司

矿井防灭火专项设计

工程编号：F1602 工程规模：1.80Mt/a

总 经 理： 总工程师： 项目负责人：

山西源通煤矿工程设计有限公司

二○一二年三月

设计人员名单

专 业 采矿工程 采矿工程 采矿工程 矿山通风与安全 矿山通风与安全 姓 名 曲民强 郑尚印 吴玉国 何栓田 周春山 职 称 高 工 高 工 工程师 高 工 工程师 签字

目 录

前 言 ...................................................... 4 1 矿井基本情况 .............................................. 9 1.1井田概况 ............................................... 9 1.2 兼并重组前各矿现状 .................................... 10 1.3 邻近煤矿概况 .......................................... 11 1.4 井田地质构造 .......................................... 13 1.5 煤层及煤质 ............................................ 16 1.6 安全条件 ............................................. 22 1.7 矿井开拓开采 .......................................... 24 2 煤层开采自燃风险评价 ..................................... 30 2.1 后安煤业自燃风险评价 .................................. 30 2.2 矿井防灭火技术简介 .................................... 30 2.3 后安煤业防灭火技术的选择 .............................. 33 2.4 后安煤业矿井防灭火设计总体方案 ........................ 34 3 矿井自燃火灾监测系统 ..................................... 36 3.1 煤自燃标志气体测试及优选 .............................. 36 3.2 煤样特征温度测试及分析 ................................ 50 3.3 煤层自燃预测预报系统 .................................. 55 4 灌浆防灭火系统 ........................................... 64

4.1 灌浆防灭火特点 ........................................ 64 4.2 灌浆防灭火系统基本要求 ................................ 64 4.3 灌浆材料选择 .......................................... 65 4.4 灌浆参数计算 .......................................... 65 4.5 灌浆系统选择 .......................................... 68 4.6 浆液的制备 ............................................ 69 4.7 灌浆方法 ............................................. 72 4.8 灌浆管路 ............................................. 74 4.9 灌浆管理 ............................................. 76 5 阻化剂防灭火系统 ......................................... 80 5.1 阻化剂防灭火特点及原理 ................................ 80 5.2 阻化剂防灭火系统的基本要求 ............................ 80 5.3 阻化剂的选择 .......................................... 80 5.4 阻化剂浓度的确定 ...................................... 81 5.5 阻化剂防灭火系统选择 .................................. 82 5.6 采空区喷洒阻化剂防灭火工艺 ............................ 82 5.7 阻化设备基本要求 ...................................... 85 5.8 注意事项 ............................................. 86 6注氮防灭火系统 ........................................... 89 6.1注氮方式 .............................................. 89 6.2注氮防灭火系统 ........................................ 89

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6.3注氮工艺 .............................................. 89 6.4制氮设备的选择 ........................................ 90 6.5输氮管路 .............................................. 92 6.6注氮气体监测及注氮安全管理 ............................ 92 7外因火灾防治 ............................................. 93 7.1 电气事故引发的火灾防治措施 ............................ 93 7.2 带式输送机着火的防治措施 .............................. 97 7.3 其它火灾的防治措施 .................................... 97 7.4 井上下防火门 ......................................... 101 7.5 灭火器材配备 ......................................... 103 7.6 井上下消防材料库 ..................................... 104 8 矿井总体防灭火措施 ...................................... 110 8.1 开拓开采方面措施 ..................................... 110 8.2 通风方面措施 ......................................... 110 8.3 巷道掘进期间防灭火措施 ............................... 111 8.4 工作面安装期间防灭火措施 ............................. 112 8.5 工作面正常回采期间防灭火措施 ......................... 113 8.6 工作面停采期间防灭火措施 ............................. 113 8.7 工作面回撤期间防灭火措施 ............................. 113 8.8 工作面封闭后防灭火措施 ............................... 114 8.9 工作面安全回采合理推进度确定 ......................... 115

II

9 火灾事故应急救援 ........................................ 117 9.1 事故类型和危害程度分析 ............................... 117 9.2 应急处置基本原则 ..................................... 118 9.3 组织机构及职责 ....................................... 119 9.4 预警行动 ............................................ 124 9.5 信息报告程序 ......................................... 124 9.6 事故现场处置措施 ..................................... 124 9.7 不同火灾地点行动措施 ................................. 127 9.8 火区的封闭、管理与启封 ............................... 131 10矿井防灭火组织与管理.................................... 138 10.1 组织保障措施 ........................................ 138 10.2 专业管理措施 ........................................ 141 11 经费预算汇总 ........................................... 144

III

前 言

矿井火灾是煤矿开采的主要灾害之一，随着我国煤炭产量的不断增加，新建矿井的增多和开采强度、开采深度的增大，矿井防灭火问题显得尤为突出。据不完全统计，我国存在自然发火危险的矿井已占到60%以上。每一场火灾的发生，轻则破坏煤矿开采的部署，干扰矿井的正常生产；重则烧毁煤炭资源和井下材料、设备；更有甚者可能引燃瓦斯煤尘爆炸，酿成人员伤亡的重大恶性事故，导致矿井的提前报废。重大恶性火灾事故造成政治、经济以及资源上的损失往往是难以估量的，对矿工情感上的伤害也非短期可以消除的。此外，由于矿井火灾造成土壤、水资源、植被、大气层的严重污染，威胁到人类生存的环境。

在矿井火灾发生总数中，外因火灾所占比重较小，但其发生突然、发展迅猛，如果不能及时发现和控制，往往造成重大事故；内因火灾（自燃火灾）是由处在特定环境下的煤吸附氧气产生热量，并在一定条件下热量得以积聚而形成的，90%以上的矿井火灾属于内因火灾范畴，其发生和发展往往伴有一个孕育的过程，根据其征兆能够在早期发现，但其常常发生在人们难以进入的采空区内，一旦形成火灾，面积较大、温度较高，且火源位置难以确定，灭火比较困难。

我国是少数几个以煤作为主要能源的国家之一，也是世界产煤大国。煤炭在我国一次能源消费中占76%，随着我国经济的快速发展，对煤炭的需求还会进一步增加，我国以煤为主要能源的生产和消费特征在今后相当长的时间内都不会改变。因此，近年来国家和企业对煤矿安全生产日益重视，加大了煤矿安全投入的强度，特别是对新建或

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改扩建矿井防灭火设施的设计、审查、验收等制定了较为完善的标准。同时，加强了对矿井防灭火新技术、新装备、新材料的研究和应用，极大地改善和提高了我国煤矿防灭火技术装备水平。

山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司矿井由朔州市平鲁区后安煤炭有限公司和其东北部新增区空白资源组成。井田位于宁武煤田北部平朔矿区。由于4-1号煤层资源已接近枯竭，需延深水平开采8、9、11号煤层，生产能力为180万吨/年，井田面积为4.8336km2。根据山西煤矿设备安全技术检测中心2009年1月15日、2010年9月10日和山西省煤炭工业局综合测试中心2012年2月15日分别对该矿4-1、8、9、11号煤层自燃倾向性测试结果表明各煤层煤层自燃倾向性等级均为Ⅱ级，属自燃煤层。根据《煤矿安全规程》第二百三十二条和《国家安全监管总局国家煤矿安监局关于加强煤矿防灭火工作的通知》（安监总煤行[2008]161号）的规定，开采容易自燃和自燃煤层时，必须编制相应的防灭火设计，采取综合防灭火措施，防止自然发火。因此，山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司委托山西源通煤矿工程设计有限公司根据矿井煤层赋存状况、采煤方法、巷道布置、巷道支护、通风系统等实际情况开展矿井防灭火技术及装备的研究，编制《山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司矿井防灭火专项设计》，科学合理地制定有效的防灭火措施，以保障矿井防灭火工作的顺利进行。

一、设计的依据

(1) 山西省煤炭规划设计院2012年2月提交的《山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司矿井水平延深8号煤层优化设计》；

(2)《矿井通风安全装备标准》，MT/T5016-1996； (3)《煤矿安全规程》，2011年版；

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(4)《矿井防灭火规范（试行）》，煤安字（1988）第237号； (5)《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》，AQ1055-2008；

(6)《煤炭工业矿井设计规范》，GB50215-2005；

(7) 《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范(试行)》，安监总煤装[2011]33号；

(8)《煤矿自然发火标志气体色谱分析及指标气体优选方法》，AQ/T1019-2006；

(9)《煤矿自然发火束管监测系统通用技术条件》，MT/T757-1997；

(10)《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》，AQ1029-2007；

(11)《煤矿灌浆防灭火技术规范》，MT/T702-1997； (12)《煤矿安全监控系统通用技术要求》，AQ6201-2006； (13)《矿山救护规程》，AQ1008-2007；

(14)《矿井密闭防灭火技术规范》，MT/T698-1997； (15)《煤矿采空区阻化气雾防火技术规范》，MT/T699-1997； (16)《煤矿防火用阻化剂通用技术条件》，MT/T700-1997； (17) 《国家安全监管总局国家煤矿安监局关于加强煤矿防灭火工作的通知》，安监总煤行[2008]161号；

(18)山西煤矿设备安全技术检测中心2010年9月10日出具的煤自燃倾向性鉴定报告，报告编号：晋煤检[2010]0502-MR-F0033、[2010]0502-MR-F0034

二、设计的指导思想

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此次矿井防灭火专项设计坚持“安全第一、预防为主、防治结合、技术可行、经济合理”的原则，严格遵循国家相关规程、规范、规定，根据后安煤炭有限公司煤层赋存状况、开拓开采工艺和当地实际情况，认真分析矿井生产各环节过程中可能引起火灾的各种因素，结合目前国内外矿井防灭火技术现状及发展方向，借鉴国内外先进的设计思想，积极采用新技术、新工艺、新设备，建立健全该矿的防灭火系统，完善矿井火灾防治技术措施及装备，从而保证矿井的安全生产，防止矿井火灾事故的发生。

三、设计的主要特点

（1）以开采煤层自燃火灾特点、自燃特性实验测试和现场观测为基础，优选出煤自燃指标气体，并结合矿井实际情况，建立煤层自然发火早期预测预报体系，同时建立健全矿井火灾监测监控系统，及时、准确的发现火灾隐患，指导现场防灭火工作的具体实施。

（2）矿井移交生产时在8号煤层801首采区布置1个一次性采全高薄煤层综采工作面（80101工作面）。井下在8号煤层布置1个综合机械化一次采全高回采工作面和2个炮掘工作面，在9号煤层布置1个综合机械化放顶煤回采工作面和2个综掘工作面，以保证矿井设计生产能力。本次防灭火设计主要是针对8、9号煤层自然发火的防治。

（3）建立完善的矿井防灭火系统，注重采用先进的防灭火技术研究成果，以预防性灌浆、喷洒阻化剂、束管监测为主要防火手段，加强回采过程中煤自燃的监测监控，对后安煤业开采煤层自燃火灾进行综合防治。

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四、存在的问题及建议

（1）本设计是依据现有的矿井采区设计、通风系统及巷道开拓情况进行的，没有从巷道布置和通风系统方面进行有利于矿井防灭火的设计；

（2）由于没有完全掌握该矿煤自燃的特点和规律，建议在开采过程中，进一步对首采面采空区煤层自燃规律进行研究，掌握开采煤层自燃的特点和规律，建立一支技术过硬的防灭火队伍；

（3）设计中的部分参数是在经验的基础上就大选取，以保证满足矿井需要，建议矿方在今后的防灭火实践中进一步总结规律，修正参数，进一步适应后安煤业矿井防灭火技术需要。

（4）本设计是建立在现有地质资料和开采设计的基础上，若地质条件或开采设计发生变化，建议对本设计进行相应的修改；若因地质条件或其它不可抗拒因素而出现的自燃火灾，建议根据现场实际条件，由本公司和矿方共同制定具体的防灭火方案。

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1 矿井基本情况

1.1井田概况

(1)交通位置

山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司矿井位于朔州市平鲁城区东南直距14.50km陶村乡的王高登村至刘高登村一带，行政区划隶属于平鲁区陶村乡管辖，其井田地理坐标为东经112°25′36″～112°28′07″，北纬39°29′26″～39°31′01″。

矿井工业场地距平鲁城区14.50km，南距大运高速公路朔州支线15.0km，距朔州火车站33km，距大新火车站约28.0km，距神头火车站约30km，区内乡镇煤矿间均有简易公路相通，从朔州火车站经北同蒲线、神朔线、朔黄线可通往全国各地，交通运输条件较为便利。

(2)地形、地貌

本井田地处山西台拱平朔台地内之中山丘陵区,地表大部分为黄土覆盖，由于降水冲刷，形成密布的冲沟，其深浅各有不同，沟谷两侧多为黄土陡壁，地形较为复杂。

井田内地势东高西低，最低点位于井田西部，标高1204.00m，最高点位于井田东部，标高1418.10m，相对高差214.10m，为低中山区。

(3)地表水及河流

本矿井地表水属海河流域桑干河水系，马关河支流从矿井西部流过，地表洪水由北东流向南西入马关河后由北向南穿越朔县平原汇入桑干河。马关河常年有水，但水流量很小，一般水流量为0.04～0.06m3/s，洪水期流量可达100～200m3/s，1921年特大洪水流量达

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348m3/s，最高洪水位高出河床2.57m，标高为1205.57m，均低于本矿井口标高（主斜井井口标高为1212.558m、副斜井井口标高为1212.558m、进风行人斜井井口标高为1212.560m、回风立井井口标高为1324.090m）。

(4)气象

本区属温带大陆性气候，干燥、昼夜温差大，风沙多为本井田气侯主要特点，全区平均气温4.5℃，1月最冷，平均气温-12℃，最低气温-32.4℃；7月最热，平均气温20℃，最高气温38.2℃。平均降水量为420.0mm,大多集中在7～8月，占全年降水量的50％以上；年平均蒸发量1375.60mm～2598.0mm，为年降水量的5倍。全年无霜期100d～120d，初霜期为9月下旬，冰冻期为10月下旬至次年4月中旬，最大冻土深度1.51m。本井田风沙大，八级以上大风年平均有25d，一般风沙日在290d以上，多集中在冬春季节，风向以西北风最多，最高风速21m/s以上。

(5)地震

据史料记载和地震台网测定，平鲁区历史上发生过5.5级的地震，分别为1407年6月9日和1958年9月5日，均未造成大的灾害。

根据《建筑抗震设计规范》(GB50011-2001)(2008年版)和《中国地震动峰值加速度区划图》(GB18306-2001图A1)，本区抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.10g。 1.2 兼并重组前各矿现状

山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司矿井由原朔州市平鲁区后安煤炭有限公司和其东北部新增区空白资源组成，原朔州市平鲁区后安煤炭有限公司为村办企业，行政区划隶属陶村乡管辖，建设性质属生

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产矿井，批准开采4、9号煤层，井田面积3.2370km2，设计生产能力1.20Mt/a. 该矿于2003年建矿，2008年底通过了1.20Mt/a生产能力竣工验收并投产。山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司矿井兼并重组后由于4－1号煤层资源已接近枯竭，需延深水平开采8、9、11号煤层，设计矿井延深水平投产及达产时，利用现有的4－1煤层生产系统作为第一生产水平通过暗斜井开采井田范围内的8号煤层801首采区的80101首采工作面，同时延深水平到9号煤层开采井田范围内的8、9、11号煤层，设计利用现有的主斜井、副斜井和回风立井3个井筒。 1.3 邻近煤矿概况

山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司北部为中煤平朔煤业有限责任公司东露天矿规划区，南东部与山西朔州平鲁区茂华白芦煤业有限公司相邻（由原白芦煤矿和杏园煤矿兼并重组整合而成），东部为华奥美冯西煤业有限公司和国兴煤业有限公司 ，西部为平朔安家岭露天煤炭公司。

(1)山西朔州平鲁区茂华白芦煤业有限公司

位于井田东、东南边界外，原为国营企业，现为有限责任公司。为兼并重组整合矿井，由原白芦煤矿和2005年关闭的杏园煤矿整合而成。

原白芦煤矿始建成于1993年，两个井口生产，均为斜井开拓，开采4-1号煤层，采煤方法为综采放顶煤，刮板输送机和带式输送机运输，4-1煤层煤尘具有爆炸危险性，自燃倾向性为Ⅱ类，属自燃煤层，属低瓦斯矿井，井下涌水量不大，正常涌水量为24m3／h，雨季最大涌水量为72m3／h。据煤矿记录矿井每天排水时间约为4h左右。

原杏园煤矿始建于1988年，生产能力为0.15Mt/a，开采4-1号

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煤层，两个井口生产，均为斜井开拓，采煤方法为房柱式，炮采落煤，机械提升。4-1煤层煤尘具有爆炸危险性，自燃倾向性为Ⅱ类，属自燃煤层，属低瓦斯矿井，井下涌水量不大，正常涌水量为20m3／h，雨季最大涌水量为65m3／h。据调查资料矿井每天排水时间约为5h左右。2005年资源整合时将本矿关闭。根据平鲁区煤炭工业管理局检查结果和本矿生产揭露，杏园煤矿已越界开采进入本井田范围内并形成一定规模的采空破坏区。越界开采形成的采空积水区面积27746m2，采空区内存在积水现象，根据调查原杏园煤矿估算积水量为87432m3，该矿虽已关闭，但相应的煤层底板标高高于后安煤矿，开采井田东南部的8、9、11号煤层时要加强矿井防治水措施，防止造成淹井事故的发生。本次兼并重组整合为山西朔州平鲁区茂华白芦煤业有限公司，整合后批准矿井生产能力为1.20Mt/a。

(2)山西朔州平鲁区华奥美冯西煤业有限公司

位于井田东部边界外，企业性质为有限责任公司，原名称为冯西煤矿，于2003年建矿，批准开采1-11号煤层，生产能力0.90Mt/a，采煤方法为综采放顶煤，刮板机和带式输送机运输，现开采4-1号煤层，4-1号煤层煤尘有爆炸性，自燃倾向性为Ⅱ类，属自燃煤层，属低瓦斯矿井，井下涌水量不大，正常涌水量为257m3／d，雨季最大涌水量为428m3／d。据煤矿记录矿井每天排水时间约为10h左右，每小时流量约30m3。本次兼并重组整合为山西朔州平鲁区华美奥冯西煤业有限公司，未发现有越界开采现象，与本矿相邻部位截止2009年12月31日未开采，无采空区也无采空区积水。

(3)山西朔州平鲁区国兴煤业有限公司

位于井田东部边界外，企业性质为有限责任公司，原名称为韩村

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煤矿，于2001年建矿，批准开采4-1-11号煤层，生产能力1.20Mt/a，采煤方法为综采放顶煤，刮板机和带式输送机运输，现开采4-1号煤层，4-1号煤层煤尘具有爆炸危险性，自燃倾向性为Ⅱ类，属自燃煤层，属低瓦斯矿井，井下涌水量不大，正常涌水量为210m3／d，雨季最大涌水量为380m3／d。据煤矿记录矿井每天排水时间约为10h左右，每小时流量约22m3。本次兼并重组整合为山西朔州平鲁区国兴煤业有限公司，与本矿相邻部位截止2010年12月31日未开采，无采空区也无采空区积水，也无越界开采现象。

(4)山西平朔安家岭露天煤炭有限公司

本井田北部的安家岭露天煤矿是我国“七五”期间煤炭行业引用资金、设备、技术和管理的重点建设项目。该矿从1982年开始筹建，经过三年准备，两年建设，于1987年9月建成投产，1996年首次达到并超过年设计生产能力，该矿自1996年以来先后13次被评为全国“质量标准化矿井”、“特级高产高效露天矿”。安家岭露天煤矿先期的排土场位于本井田西北部外围。排土场未占压本井田资源储量范围。经调查，该矿井井田内除已批准的生产矿井外没有小窑开采。 1.4 井田地质构造

本矿井位于宁武煤田的北部东缘，地表大部分被新生界地层所覆盖，属典型的黄土丘陵地貌，仅在沟谷中出露二叠系下统下石盒子组地层。

根据钻孔资料以及地质填图成果可知，井田内由下至上发育有奥陶系中统上马家沟组（O2s）、石炭系中统本溪组（C2b）、石炭系上统太原组（C3t）、二叠系下统山西组（P1s）和下石盒子组（P1x）以及新生界第四系中、上更新统（Q2+3）。井田内地层层序、厚度、岩性及

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其变化情况由老至新简述如下：

(1)奥陶系中统上马家沟组(O2s)

生产补充勘探过程中有钻孔揭露，但未打穿全层，结合以往地质成果资料，本组地层岩性主要由深灰色厚层石灰岩、白云岩、白云质灰岩组成，间夹灰黄色钙质泥岩。泥质灰岩风化后呈豹皮状，中下部夹数层同生角砾岩。本组地层出露于本区外的东部及北部马营河一带，厚度大于100.00m。

(2)石炭系中统本溪组(C2b)

多数钻孔均未施工到本组，岩性主要为灰色、深灰色、灰黑色砂岩、砂质泥岩及泥岩组成。含1～3层深灰色石灰岩，仅中下部一层石灰岩较为稳定，定为标志层K1，上部夹薄煤1～2层，不稳定，厚度一般小于0.50m，底部为山西式铁矿不甚发育，有时仅有杂色铝土泥岩。在区外的东北部马营河河谷两侧也亦有零星出露。与马家沟组呈平行不整合接触。全层厚约20.50～50.76m，平均为40.60m。

(3)石炭系上统太原组(C3t)

本组是区内的主要含煤地层，因以往施工的多数钻孔均探至11号煤层之下10m左右,未能全部完整揭露本组地层,故根据以往钻孔揭露的实际情况叙述如下：

本组主要岩性由灰白色砂岩、灰岩、灰黑色砂质泥岩、泥岩和煤层组成，并夹有薄层泥质灰岩。全组从上而下可分为三个煤组：上煤组含4-1、4-2号煤层，4-1号与4-2号煤层之间一般为灰白色细粒砂岩或粉砂岩及灰黑色泥岩。中煤组间岩性由灰色、灰白色砂岩、灰黑色砂质泥岩和泥岩及6、7号不稳定增长型煤层组成，6号煤层之上普遍发育的T4砂岩体是与上煤组区分的标志层。下煤组间岩性由灰白色

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砂岩、灰黑色砂质泥岩、泥岩及8、9、10、11号煤层组成。中、下煤组是以T3砂岩体区分。在9号煤层与11号煤层之间一般发育有一层厚度不大但层位较稳定的泥质灰岩，并常与T2砂岩体共生。与下伏本溪组呈整合接触，本组厚度92.10m～116.39m，平均105.07m。

(4)二叠系下统山西组(P1s)

本组底界以K3砂岩之底与石炭系上统太原组分界，本组岩性主要由灰色、灰白色砂岩，灰黑色、灰色砂质泥岩、泥岩组成，砂质泥岩中含有菱铁矿结核。本组共含2～3层薄煤层，编号为1、2、3号，全部为不稳定不可采煤层。最底部为全区稳定的浅灰色、灰白色厚层状中、粗粒砂岩（K3）。一般为下伏4号煤层的直接顶板，厚度为0.40～9.95m，平均为4.00m。水平层理较发育；本组厚度39.24～73.80m，平均53.44m。

(5)二叠系下统下石盒子组(P1x)

本组底界以K4砂岩为界与下伏二叠系下统山西组分界，岩性为黄绿色、灰黄色、灰色粉、细粒砂岩及中粒砂岩、灰色、黄绿色砂质泥岩及泥岩组成，底部为一层灰白色含砾砂岩，局部相变为中粒砂岩，最厚可达11.63m，层位稳定。在下部的砂质泥岩中偶夹1～2层煤线，本组上部常见一层红色～灰紫色鲕状铝土岩（桃花泥岩），为K6砂岩的辅助标志层。在本勘探区内的沟谷中均有不同程度的出露。本组地层本区保存不全，残留最大厚度约60.00m。

(6)第四系中、上更新统（Q2+3）

本组主要为土黄色、浅红色、亚砂土和亚粘土组成，底部含有钙质结核，柱状节理发育，地表冲沟附近常呈直立悬崖并形成土柱地貌，厚度一般为1.84m～45.12m，平均16.47m，不整合于二叠系下统各组

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地层之上。 1.5 煤层及煤质

1.5.1 煤层赋存情况 (1)含煤性

井田内主要含煤地层主要为山西组和太原组。 ①山西组

本组含煤3层，多见2层，编号为1、2、3号煤层。本组各煤层均为不可采或零星可采煤层，区内仅个别点可采，本组煤层总厚度为2.38m，地层总厚度为39.24～73.80m，平均53.44m。含煤系数为4.5%。

②太原组

本组为本区主要含煤地层，共含煤8层，从上至下编号为4-1、4-2、5、6、7、8、9、11号。其中4-1、4-2号煤层组合为上煤组，5、6、7号煤层组合为中煤组，8、9、11号煤层组合为下煤组。4-1、9、11号煤层为本区主要可采煤层，8号煤层为稳定的大部可采煤层，其它煤层为不可采煤层。煤层总厚度为37.90m，本组地层厚度为92.10～116.39m，平均105.07m。含煤系数为41%。

(2)可采煤层

本井田内可采煤层共4层，分别为4-1、8、9、11号煤层，根据本次勘探的钻孔资料分述如下：

①4-1号煤层

位于太原组上部，为本井田主要可采煤层，全井田普遍发育，厚度大，层位稳定，上距K3砂岩0～2.0m，煤层厚度5.77m～10.37m，平均8.21m，纯煤厚度为5.77m～10.05m，平均7.82m ，结构简单～较简单，含0～3层夹矸，变化较小，其岩性为高岭岩和炭质泥岩、

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泥岩,一般不含夹矸。顶板为中粗粒砂岩、砂质泥岩，底板为细粒砂岩、炭质泥岩。为稳定的全井田可采煤层，井田范围已基本采空。同时在ZK2-3钻孔两侧在井下生产过程中发现三外煤层风氧化现象。

②8号煤层

位于太原组中下部，上距4-1号煤层底部39.75m～50.25m，平均为47.35m，煤层厚度0.70m～2.05m，平均为1.16m，纯煤厚度为0.50m～1.77m，平均1.04m，结构简单，夹石0～1层，变化较小，其岩性多为泥岩,一般不含夹矸。煤层顶板为泥岩、钙质泥岩，底板为细粒砂岩、砂质泥岩，为局部可采的较稳定煤层。

③9号煤层

位于太原组下部，上距8号煤层底部2.24m～20.42m，平均为7.85m，为本井田主要可采煤层，煤层厚度12.00m～18.04m，平均为14.95m，纯煤厚度为10.48m～15.44m，平均为13.80m。含夹石2～10层，一般为3～6层，夹石厚度一般在0.07m～0.52m左右，岩性以高岭岩为主，其次为粉砂岩和炭质泥岩，结构简单～极复杂。煤层顶板为中细粒砂岩，底板为细粒砂岩或砂质泥岩，为全区可采的稳定煤层。本煤层厚度大，发育稳定，易与其它煤层鉴别，故可作为对比下煤组煤层之可靠标志。

④11号煤层

位于太原组底部，上距9号煤层2.80m～7.42m，平均为4.91m，煤层厚度2.15m～8.13m，平均为4.88m，纯煤厚度为1.85m～6.86m，平均4.17m。结构简单～较简单，夹石0～4层，夹石厚度0.20m～0.80m，岩性多为炭质泥岩和高岭岩，煤层顶板以灰岩为主，常有泥岩伪顶，底板为灰岩和细砂岩，属稳定的全区可采煤层。本层层位稳

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定，顶板岩性特殊，易于识别。

各可采煤层特征见表1-2。

表1-2 可采煤层特征表

煤层厚度 煤层间距 含 煤 最小-最煤 层 大 地 编 平均 层 号 (m) (m) 简单39.75-505.77-10.4 -1顶底板岩性 稳 复杂 定 程度 性 可 采 顶板 性 底板 最小-最大 平均 细粒砂-较全井稳 简单 田 定 (0-3可采 砂质泥岩 岩 ) 细粒砂岩、 炭质泥中粗粒砂岩、 .25 37 47.35 8.21 太原组 8 0.70-2.02.24-20.5 1.16 42 7.85 简单 10.48-152.80-7.49 .44 2 13.80 4.91 0) (2-1复杂 -极较 局部 简单 稳 可采 定 钙质泥岩、 岩、 炭质泥泥岩 岩 细粒砂全井稳 田 定 可采 中细粒砂岩 岩、 砂质泥岩

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简单2.15-8.111 3 4.88 -较稳 简单 定 (0-4) 1.5.2 煤质

(1)物理性质及煤岩类型

最近几次生产补充勘探过程中均未做此项工作，依据1966年12月，山西省煤炭工业管理局地质勘探局115队，提交的《山西省大宁煤田平鲁－朔县矿区马关河东普查勘探地质报告》成果资料评述如下：

4-1号煤层以暗煤为主，中夹少量亮煤及镜煤线理，沥青-弱玻璃光泽，条带均一状结构，块状构造，参差状断口，内生裂隙不发育，其宏观煤岩类型以半暗型煤为主，其次为暗淡型煤，少量半亮型煤。

9号、11号煤层以亮煤和暗煤为主，玻璃光泽，条带结构，阶梯状-棱角状断口，内生裂隙较4-1号煤层发育，为半亮型～半暗型煤。

(2)化学性质

井田内可采煤层为4-1、8、9、11号，均为批准开采煤层，现据地质报告，分述如下：

① 4-1号煤层

水分(Mad)：原煤0.33%～4.00%，平均2.08%；浮煤0.47%～2.91%，平均1.86%。

灰分(Ad)：原煤18.45%～36.84%，平均28.21%；浮煤7.74%～16.20%， 平均9.94%。

全井石灰岩 田 泥岩 可采 石灰岩 细粒砂岩 19

挥发分(Vdaf)：原煤32.08%～40.35%，平均38.07%；浮煤37.12%～41.41%，平均38.67%。

全 硫(St,d)：原煤0.35%～1.27%，平均 0.54%；浮煤0.47%～0.98%，平均0.60%。

磷(Pd)：原煤0.027%～0.045%，平均 0.036%；浮煤0.037%。 发热量(Qgr，d)：原煤18.90 MJ/kg～26.37MJ/kg，平均22.41MJ/kg; 浮煤26.61 MJ/kg～30.71MJ/kg，平均29.46MJ/kg。

粘结指数（GR.I）：浮煤3.0～15.7，平均 9.2。

胶质层最大厚度（Y）：浮煤3.0 mm～7.0mm，平均5.0mm。 据《煤炭质量分级》(GB/T15224-2004)标准，4－1号煤层属中灰～高灰、特低硫～中硫、低磷、低热值～高值煤的长焰煤。

②8号煤层

水分(Mad)：原煤0.70%～4.06%，平均2.26%；浮煤0.76%～3.38%，平均1.79%。

灰分(Ad)：原煤19.22%～28.09%，平均22.28%；浮煤6.44%～14.82%，平均10.93%。

挥发分(Vdaf)：原煤37.93%～45.61%，平均41.87%；浮煤38.85%～45.09%，平均42.16%。

全硫(St,d)：原煤：0.42%～1.18%，平均 0.75%；浮煤0.36%～1.19%，平均0.82%。

磷(Pd)：原煤0.004%～0.037%，平均 0.020%；浮煤0.002%～0.012%，平均0.008%。

发热量(Qgr，d) ：原煤17.48 MJ/kg～26.22MJ/kg，平均24.20MJ/kg；浮煤27.61 MJ/kg～31.43MJ/kg，平均29.55MJ/kg。

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粘结指数（GR.I）：浮煤15～25，平均19。 胶质层厚度（Y）：浮煤11mm。

据《煤炭质量分级》(GB/T15224-2004)标准，8号煤层属中灰、低硫～中硫、特低磷～低磷、低热值～高值煤的长焰煤。

③9号煤层

水分(Mad)：原煤0.52%～3.87%，平均2.01%；浮煤0.24%～2.75%，平均1.57%。

灰分(Ad)：原煤14.04%～33.97%，平均24.56%；浮煤8.22%～30.61%， 平均11.14%。

挥发分(Vdaf)：原煤34.05%～43.41%，平均39.65%；浮煤38.37%～40.52%，平均39.06%。

全硫(St,d)：原煤：0.67%～2.34%，平均 1.30%；浮煤0.58%～1.67%，平均0.98%。

磷(Pd)：原煤0.021%～0.032%，平均 0.026%；浮煤0.025%。 发热量(Qgr，d) ：原煤20.42 MJ/kg～27.09MJ/kg，平均24.11MJ/kg；浮煤28.44 MJ/kg～31.05MJ/kg，平均29.98MJ/kg。

粘结指数（GR.I）：浮煤8.4～38.8，平均17.6。 胶质层厚度（Y）：浮煤6.0 mm～9.0mm，平均7.7mm。 据《煤炭质量分级》(GB/T15224-2004)标准，9号煤层属低灰～高灰、低硫～中高硫、低磷、低热值～高值煤的长焰煤和少量气煤。

煤类以长焰煤为主，少量气煤，除ZK2孔片区为气煤，其余为长焰煤。除ZK2-4孔周围区为高灰，大部为中灰煤区；北东部为特低硫分，大部为中硫分煤区。

④11号煤层

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水分(Mad)：原煤0.48%～3.52%，平均1.73%；浮煤0.40%～2.86%，平均1.58%。

灰分(Ad)：原煤18.67%～42.48%，平均27.58%；浮煤7.67%～13.53%， 平均10.85%。

挥发分(Vdaf)：原煤28.58%～50.16%，平均40.08%；浮煤38.74%～46.31%，平均40.20%。

全硫(St,d)：原煤0.88%～5.73%，平均2.04%；浮煤0.73%～1.89%，平均1.25%。

磷(Pd)：原煤0.005%～0.031%，平均 0.018%；浮煤0.003%。 发热量(Qgr，d) ：原煤17.97 MJ/kg～26.03MJ/kg，平均22.84MJ/kg；浮煤29.68 MJ/kg～30.76MJ/kg，平均29.86MJ/kg。

粘结指数（GR.I）：浮煤9.1～38.0，平均18.7。 胶质层厚度（Y）：浮煤7.0 mm～8.0mm，平均7.5mm。 据《煤炭质量分级》(GB/T15224-2004)标准，11号煤层属中灰～高灰、低硫～高硫、特低磷～低磷、低热值～高热值煤的长焰煤和少量气煤。 1.6 安全条件

(1)瓦斯

本设计采用山西省煤炭规划设计院2012年2月提交的《山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司矿井水平延深8号煤层优化设计》中的预测数据，矿井延深水平开采井田范围内的8、9、11号煤层，在前期矿井投产及达到设计生产能力1.80 Mt/a时，井下在8号煤层布置1个综合机械化一次采全高回采工作面和2个炮掘工作面保证0.30Mt/a的设计生产能力，在9号煤层布置1个综合机械化放顶煤

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回采工作面和2个综掘工作面保证1.50Mt/a的设计生产能力；后期矿井在8号煤层开采完毕后，在9号煤层和随后的11号煤层布置1个综合机械化放顶煤回采工作面和2个综掘工作面保证1.80Mt/a的设计生产能力。两种情况下矿井瓦斯等级均为低瓦斯矿井。 本井田瓦斯含量不高，但随着开采深度的增加，采空范围的扩大，矿井瓦斯涌出量将会不断增加，瓦斯等级也会相 应提高。今后开采过程中，如通风不良，瓦斯聚集，将会发生瓦斯爆炸。为此，今后在开采过程中，应加强瓦斯防治工作。

(2)煤尘

根据山西煤矿设备安全技术检测中心2009年1月15日、2010年9月10日和山西省煤炭工业局综合测试中心2012年2月15日分别对该矿4-1、8、9、11号煤层煤尘爆炸性测试结果：4-1号煤层火焰长度为20mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量10%，8号煤层火焰长度为400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量70%，9号煤层火焰长度为40mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量50%，11号煤层火焰长度为20mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量40%，各煤层煤尘均有爆炸危险性。

(3)煤的自燃

根据山西煤矿设备安全技术检测中心2009年1月15日、2010年9月10日和山西省煤炭工业局综合测试中心2012年2月15日分别对该矿4-1、8、9、11号煤层自燃倾向性测试结果：4-1号煤层吸氧量为0.60cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅱ类，8号煤层吸氧量为0.63cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅱ类，9号煤层吸氧量为0.66cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅱ类，11号煤层吸氧量为0.68cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅱ类，各煤层均属自燃煤层。

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(4) 地温、地压及瓦斯和二氧化碳突出现象

本井田煤层埋藏较浅，102m～320m左右,根据平朔露天煤矿勘查的资料,本区不存在高温区，因此根据勘探规范，以往地质勘探均未安排系统的井温测量工作。

本矿井及邻矿开采多年，井下末发现有地温及地压异常情况，本井田属地温及地压正常区，井下未发现瓦斯和二氧化碳突出现象。 1.7 矿井开拓开采

(1)井田境界

根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室2009年11月8日下发的晋煤重组办发［2009］81号《关于朔州平鲁区森泰煤业有限公司等四处煤矿企业兼并重组整合方案的批复》文件，朔州市平鲁区后安煤炭有限公司为单独保留矿井，整合重组后的山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司由原朔州市平鲁区后安煤炭有限公司和其北东部的新增空白资源整合而成。根据2011年11月20日山西省国土资源厅为其换发的《采矿许可证》(证号C1400002009111220044655)，山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司批准开采4～11号煤层，井田形状为不规则的多边形，东西最长约为3600m，南北最宽约2500m，井田面积为4.8336km2。生产规模1.80Mt/a

(2)设计可采储量及服务年限

矿井设计可采储量为61.76Mt，水平延深后的山西朔州平鲁区后安煤炭有限公司矿井服务年限为24.45a，其中8号煤层服务年限为6.34a，9号煤层服务年限为18.20a，11号煤层服务年限为6.25a。

(3)井筒的设置及功能

依据开拓布置，矿井水平延深达产时共布置有4个井筒，即主

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斜井、副斜井、进风行人斜井和回风立井。

①主斜井（已有、延深）

在现有的工业场地内利用并延深现有的主斜井作为兼并重组整合水平延深后矿井的主提升井，主斜井采用半圆拱断面，荒料石砌碹，净宽4.0m，净断面13.08m2，倾角25°，目前斜长270.00m，延深斜长103.0m，全长373.0m，落底在9号煤层底板中，装备大倾角带式输送机，担负全矿井的提煤任务，敷设台阶,作为矿井的进风井和一个安全出口。

②副斜井（已有、延深）

在现有的工业场地内利用并延深现有的副斜井作为兼并重组整合水平延深后矿井的辅助提升井，副斜井采用半圆拱断面，荒料石砌碹，净宽2.80m，净断面8.71m2，倾角23°，目前斜长198.0m，延深斜长168.0m，全长366.0m，落底在9号煤层中，装备单钩串车，担负全矿井设备材料、提矸的提升下放任务, 兼作矿井的进风井。

③进风行人斜井（新掘）

在现有的工业场地内新掘1个进风行人斜井作为兼并重组整合水平延深后矿井的进风行人井，进风行人斜井采用半圆拱断面，钢筋混凝土／混凝土支护，净宽4.50m，净断面积14.47m2，倾角24°，斜长315.0m，落底在9号煤层顶板中，装备架空乘人装置，担负全矿井的人员提升和下放任务，敷设台阶扶手,作为矿井的进风井和另一个安全出口。

④回风立井（已有、延深）

在井田的北中部现有的风井场地内利用并延深现有的回风立井作为兼并重组整合水平延深后矿井的专用回风井，回风立井采用圆形

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断面，现浇混凝土支护，净直径5.0m，净断面积19.63m2，目前垂深151.0m，延深63.0m，总垂深214.0m，落底在9号煤层中，装备封闭折返式金属梯子间,作为矿井的专用回风井和又一个安全出口。

(4)水平的划分及标高

根据煤层赋存特征，矿井设2个水平开拓开采井田范围内的8、9、11号煤层。利用现有的井田中部的4－1号煤层生产系统水平作为一水平（水平标高+1135m）通过轨道、运输和回风3个暗斜井下到8号煤层开采8号煤层801首采区，在9号煤层中设二水平（水平标高+ 1072m）采用联合布置的方式开拓开采井田范围内的8号煤层其它可采区域、9号、11号煤层。

(5)采区划分及开采顺序

全井田共划分为12个采区，分别为8号煤层的801、802、803和804采区，9号煤层的901、902、903、904采区，11号煤层的1101、1102、1103、1104采区，其中：8号煤层的801、803和804采区为单翼开采，802采区为双翼开采；9号煤层的901采区为双翼开采，902、903、904采区为单翼开采；11号煤层的1101采区为双翼开采，1102、1103、1104采区为单翼开采。

煤层开采顺序按编号次序采用下行式逐层开采，各煤层内采区接替顺序按编号顺序依次进行，即先采01采区，后采02采区；其次为03采区和04采区。各采区内工作面接替顺序均采用前进式。工作面回采方式均采用后退式。

(6)采区布置

根据井田开拓方案部署，矿井前期在水平延深前期投产及达产时，在8号煤层801首采区布置1个一次性采全高薄煤层综采工作面

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和2个炮掘工作面，在9号煤层901首采区布置1个放顶煤一次性采全高综采工作面和2个综掘工作面保证矿井的设计生产能力。

在4-1号煤层井田中部，利用现有的4-1号煤层沿东偏北方向布置的运输大巷、轨道大巷和回风大巷至井田中东部边界，同时在4-1号煤层井田东部利用现有的由南向北布置的4-1号煤层集中回风巷到井田的北部边界，再利用现有的由东向西布置的4-1号煤层总回风巷到回风立井，作为第一生产水平，形成8号煤层801采区的开拓系统，同时利用4-1号煤层井底由南向北已有的辅助运输巷和辅助轨道巷作为8号煤层801采区的辅助运输巷和辅助轨道巷形成8号煤层801采区80101首采面的生产系统。4-1号煤层运输大巷（采区运输巷）沿4-1号煤层底板布置，4-1号煤层轨道大巷（采区轨道巷）和回风大巷（采区回风巷）沿4-1号煤层顶板布置。巷道间距30m，巷道保护煤柱每侧留30m。

在9号煤层井田中部，沿9号煤层东偏北方向布置9号煤层运输大巷、轨道大巷和回风大巷至井田的中东部边界，后由南向北在9号煤层中布置集中回风巷到井田北部，再由东向西在9号煤层中布置总回风巷到回风立井，形成9号煤层901采区的开拓系统。9号煤层运输大巷（采区运输巷）和轨道大巷（采区轨道巷）均沿9号煤层底板布置，9号煤层回风大巷（采区回风巷）、集中回风巷和总回风巷沿9号煤层顶板布置。巷道间距30m，巷道保护煤柱每侧留30m。

工作面顺槽南北布置，与运输大巷和轨道大巷斜交并与运输大巷和轨道大巷沟通，工作面回风顺槽通过回风道和回风大巷沟通。

801、901首采区内工作面接替顺序均采用前进式，工作面回采方式均采用后退式。

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(7)采煤方法

8号煤层位于太原组中下部，上距4-1号煤层底部39.75m～50.25m，平均为47.35m，煤层厚度0.70m～2.05m，平均为1.16m，纯煤厚度为0.50m～1.77m，平均1.04m，结构简单，夹石0～1层，变化较小，其岩性多为泥岩,一般不含夹矸。煤层顶板为泥岩、钙质泥岩，底板为细粒砂岩、砂质泥岩，为局部可采的较稳定煤层。9号煤层位于太原组下部，上距8号煤层底部2.24m～20.42m，平均为7.85m，为本井田主要可采煤层，煤层厚度12.00m～18.04m，平均为14.95m，纯煤厚度为10.48m～15.44m，平均为13.80m。含夹石2～10层，一般为3～6层，夹石厚度一般在0.07m～0.52m左右，岩性以高岭岩为主，其次为粉砂岩和炭质泥岩，结构简单～极复杂。煤层顶板为中细粒砂岩，底板为细粒砂岩或砂质泥岩，为全区可采的稳定煤层。

根据矿井开拓部署，分析地质钻孔资料，结合本地区矿井采掘设备装备情况和生产管理水平,本矿井8号煤层采用综合机械化一次性采全高的薄煤层采煤方法,顶板管理采用全部垮落法；9号煤层采用综合机械化放顶煤一次性采全高的采煤方法。

(8)矿井通风

根据井田开拓布置，矿井通风系统为中央分列式，采用主斜井、副斜井和进风行人斜井进风，回风立井回风，主通风机采用抽出式的通风系统，局部通风采用局部通风机压入式通风。

(9)矿井工作制度

矿井设计年工作日为330d，井下生产采用“四六”工作制，每天三班生产，一班检修准备，地面辅助采用“三八”工作制，每天二

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班生产，一班检修准备，日净提升时间16h。

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2 煤层开采自燃风险评价

2.1 后安煤业自燃风险评价

(1)从煤的挥发份分析，8号原煤挥发分37.93%～45.61%，平均41.87%；9号原煤挥发分34.05%～43.41%，平均39.65%，属变质程度较低长焰煤，矿井开采的8号和9号煤层自燃倾向性等级均为Ⅱ级，属自燃煤层，自然发火危险性较大。

(2)开采9号煤层为特厚煤层，采用一次采全高综采放顶煤采煤法，全部跨落法管理顶板，采空区漏风大，遗煤多，推进速度缓慢，容易造成采空区遗煤的自燃。

(3)8号和9号煤层属近距离煤层开采，层间漏风管理困难，采空区遗煤容易发生自燃。

(4)该矿开采9号煤层属特厚煤层，巷道沿煤层底板掘进，在长期矿山压力作用下，容易形成高冒区，该区域煤体呈破碎状态，且破碎煤体长期处于微风供氧状态，易于积聚热量发生自燃。

(5)合理的工作面推进度是预防采空区自燃的关键，也是最经济有效的措施。但要保证工作面快速推进，单靠可靠的设备还远远不够，由于地质构造等不确定因素影响而引起的停产极有可能发生，所以，除加强设备检修，保证开机率外，还需采取切实有效的防灭火措施。

(6)根据后安煤业煤层自燃特性及开采方式，结合以上分析，后安煤业回采工作面 “两线－两道”自然发火危险性较大，需采取切实有效的防灭火措施及装备，防止煤层自燃。 2.2 矿井防灭火技术简介

为了防治煤层自燃，国内外广泛采用灌浆、喷洒阻化剂、注惰性

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气体、注凝胶、均压、堵漏风及泡沫等防灭火技术。这些技术对保证矿井安全生产起了重要作用，但都存在一定的局限性，其主要技术特点如表2-1所示。

表2-1 现有主要防灭火技术特点

方法 主要材料 优点 缺点 1.浆体只流向地势低处，不能向高处堆黄土、粉1.包裹煤体、隔绝氧气； 积，对高位火作用有煤灰、水2.吸热降温； 预防性泥、高水3.工艺简单； 灌浆技材料、矸4.胶结底板、增加漏风阻煤，容易形成“拉沟”术 石、砂子、力； 等 5.成本较低。 现象； 3.易跑浆和溃浆，恶化工作环境，影响煤质。 1.成本低、材料来源广； 1.不容易均匀分散MgCl2喷洒阻CaCl2、Ca化剂技（OH）2、术 水玻璃等 期处于潮湿状态。 注惰性气体技自燃。 3.吸热降温，并使煤体长3.失水后促进煤的构，阻止煤氧复合作用； 2.腐蚀井下设备； 、2.惰化煤体表面活性结在煤体上； 2.不能均匀覆盖浮限； 氮气、二1.降低氧气浓度，惰化火1.注入的气体易随氧化碳等 区； 漏风扩散，难以长期

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术 2.抑爆； 3.对井下设备无腐蚀； 滞留在注入区域； 2.降温效果差，灭火4.扩散性好，可充满整个周期长； 注入区域； 3.初期投资大。 1.包裹煤体、封堵裂隙效1.流量小，成本高，氨盐凝果较好； 注凝胶胶、高分2.耐高温； 技术 子凝胶 3.固水性较好，不易流失； 裂； 4.灭火速度快、安全性好。 3.胶体会产生氨气。 技术含量高，管理复均压技 术 惰性气体 泡沫技术 固化泡沫 技术 本低。 能引起火灾。 氮气泡1.避免“拉沟”现象； 沫、二氧2.水能均匀分布； 1.泡沫容易破灭； 2.只有液相水，一旦经济、实用、效果高、成杂，操作不当，还可2.时间长胶体会开难以大面积使用； 化碳泡沫3.适用于采空区或煤堆深水分蒸发，防灭火性等 部。 能消失。 1.发泡倍数低，覆盖粉煤灰、1.泡沫能固化，有一定强面积有限； 水泥、发度； 2.工艺复杂，成本泡剂等 2.堵漏及防灭火效果好。 高。

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2.3 后安煤业防灭火技术的选择

根据目前常用防灭火技术特点，结合后安煤业开采煤层的自燃特性、地质条件、开拓条件、开采方法、通风条件等实际情况，并根据《煤矿安全规程》、《矿井防灭火规范（试行）》、《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》等相关规程、规定，设计采用预防性灌浆、注氮、束管监测和监测监控综合防灭火技术措施。

(1)煤自燃早期预测预报技术

《煤矿安全规程》第二百四十一条规定：开采容易自燃和自燃煤层时，在采区开采设计中，必须明确选定自然发火观测站或观测点的位置并建立束管监测和监测监控系统、确定煤层自然发火的标志气体和建立自然发火预测预报制度。所有检测分析结果必须记录在专用的防火记录薄内，并定期检查、分析整理，发现自然发火指标超过或达到临界值等异常变化时，立即发出自然发火预报，采取措施进行处理。

目前，煤自燃早期预测预报方法主要有指标气体分析法和测温法，其中指标气体分析法相应的配套装备比较完善，得到广泛的应用，因此，对后安煤业煤自燃的早期预测预报以指标气体分析法为主，测温法为辅。

(2)灌浆防灭火技术

灌浆防灭火技术在我国有自然发火危险的矿井中得到普遍应用，也取得良好的效果。灌入的泥浆能够吸热降温，对煤体有包裹作用，起隔氧降温目的，同时能胶结顶板、降低采空区空隙率、增加漏风阻力。

《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》（AQ1055-2008）对防灭火设计中要求规定：开采容易自燃煤层或采

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用放顶煤开采自燃煤层的矿井，必须设计以灌浆为主的两种以上综合防灭火措施。

由于后安煤矿开采的8号、9号煤层为自燃煤层，且9号煤层采用综采放顶煤回采工艺，同时考虑到后安煤业附近土源丰富、水源充足，使用较为方便，因此，设计以灌浆为主的防灭火措施。

(3)阻化剂防灭火技术

考虑到阻化剂防火效果较好，来源广泛，使用方便，防火成本低等因素，设计采用阻化剂作为预防防灭火技术。

(4注氮防灭火技术

氮气防灭火方式主要有发生火灾时的灭火注氮、以预防为主的连续性注氮、出现发火征兆时的间歇性注氮三种方式。

根据本矿井具体情况，设计确定采用间歇性注氮防灭火 ，可防、灭火兼顾，工作面生产过程中一般不注，根据监测系统监测分析的数据，有发火征兆时再实施注氮。这种方式即可保证工作面的安全回采，又可节省大量氮气，降低成本。 2.4 后安煤业矿井防灭火设计总体方案

(1)采集各煤层煤样进行煤自燃特性试验，优选出煤层自然发火的标志气体，并根据矿井不同自燃监测点要求建立和完善煤自燃监测方法和手段，强化煤自然发火的早期预测预报工作，及时测定气体、温度的变化情况，科学地对煤自然发火进行预测预报，防患于未“燃”。

(2)工作面安装期间，对开切眼浮煤和煤壁喷洒阻化剂进行开切眼自然发火的预防，同时加强自燃隐患的检测，对出现自燃隐患的地点采取灭火手段。

(3)工作面正常回采期间主要针对回采工作面采空区遗煤自燃为

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重点，以预防性灌浆为主，同时在工作面上下隅角构筑粉煤灰封堵墙，并加强自然发火的早期预测预报工作，及时掌握煤自然发火的进程。

(4)工作面非正常推进、检测到自然发火标志气体且呈稳定上升趋势时，加大灌浆次数和数量和开始注氮，直至工作面恢复正常回采、CO气体降到10ppm以下，且持续稳定3天以上。

(5)工作面及时封闭后，通过密闭灌浆孔实施连续足量灌浆措施，防止密闭漏风和采空区自燃。

(6)工作面进回风顺槽一次性掘出，服务时间长，受采动压力影响，易于离层、压裂冒落，在长时间氧化条件下，易形成自燃火灾，则采取喷洒阻化剂预防灭火。

(7)在掘进至小窑采空区附近时，加强对有毒有害气体的监测，并将注浆管路送至施工区域，做好应急准备。

(8)加强对矿井外因火源的管理，机电设备、带式输送机、空压机等满足相关规定，完善各种保护措施，健全相应的防火构筑物和消防材料。

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3 矿井自燃火灾监测系统

《煤矿安全规程》第二百四十一条规定：开采容易自燃和自燃煤层时，在采区开采设计中，必须明确选定自然发火观测站或观测点的位置并建立监测系统、确定煤层自然发火的标志气体和建立自然发火预测预报制度。所有检测分析结果必须记录在专用的防火记录薄内，并定期检查、分析整理，发现自然发火指标超过或达到临界值等异常变化时，立即发出自然发火预报，采取措施进行处理。

煤的氧化特性表明：煤自燃后必然会释放出一定的热量，使周围的煤岩和空气温度升高；并在煤温达到一定程度时，热解释放出一系列气体，其中某些气体的出现和产率随煤温的上升而发生规律性变化。根据这些特性，就可以用煤岩温度或空气中的气体成分变化预报煤炭自燃情况，前者称为测温法，后者称为标志气体分析法。其中，测温法是发现煤炭自热、探寻高温点及火源的最直接、可靠的方法，但松散煤体内部的测温技术尚未完全解决，而标志气体分析法则比较完善，相应的分析技术和监测系统都已配套，在煤矿中得到了广泛应用。因此，对后安煤业开采煤层自燃火灾的预报以标志气体分析法为主，测温法为辅。

3.1 煤自燃标志气体测试及优选

由于煤炭氧化自燃热解的气体产物随矿井和煤质的不同而异，而且出现气体产物的热解温度相差甚大。因此，在利用标志气体进行煤炭自然发火进行早期预报时，关键是通过试验寻找适合本矿煤层的标志气体。为此，采取后安煤业4－1、8、9、11号煤层煤样进行程序升温热解实验，旨在确定后安煤业4－1、8、9、11号煤层自然发火的标

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志气体，以提高煤炭早期自燃预测预报的准确性。

3.1.1 煤样采集

2012年3月5日，山西源通煤矿工程设计有限公司技术人员对该矿4－1、8、9、11号煤层分别进行了采样，并及时运到山西省安全工程技术研究中心中澳矿井火灾实验室进行升温氧化实验，考察煤样在不同温度下与O2反应的过程中气体的变化规律，旨在确定煤层自燃标志气体及特征温度。

3.1.2 实验装置

利用自行研制的“煤自燃特性综合测试系统”对煤样进行了试验，该系统由预热气路、传热煤样罐、程序控温箱、温度控制系统、数据采集系统和色谱分析系统组成，是国内外自动化程度较高的小型煤自燃实验台，具有测试煤样量小，测试周期短，体积小，可重复性好，操作方便等优点。如图3-1所示。

图3-1 煤自燃特性综合测试系统外观图及原理结构图

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3.1.3 实验过程

表3-1 后安煤业4－1号煤层煤样程序升温氧化实验原始数据 (1)煤样选取

煤样选取后，运至实验室。采样前先剥去煤样表面氧化层，然后对其进行破碎并筛分出40～80目的颗粒50g作为实验煤样。

(2)实验过程

将50g粒度为40～80目的煤样置于铜质煤样罐内，将煤样罐置于程序控温箱内，然后连接好进气气路、出气气路和温度探头（探头置于煤样罐的几何中心），检查气路的气密性。

测试时向煤样内通入80cm3/min的干空气，在程序控温箱控制下对煤样进行程序升温（1℃/min），从30℃升至220℃，期间每隔10℃采取气样进行气体成分和浓度分析。

3.1.4 实验结果 (1)实验数据

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温度30 40 50 60 70 80 90 100 110 120 130 140 150 160 170 180 190 200 210 220 H2/ppm CO/pp0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 67 74 127 135 148 4 5 7 6 7 CO2/pp7921 8359 8546 9057 9510 CH4 2 3 5 4 5 6 9 9 10 11 12 6 9 32 26 35 56 97 158 345 C2H4/ppC2H6/ppC2H2/pp0 0 0 0 0 0 0 6 11 13 15 16 17 20 22 25 28 30 32 35 0 0 0 0 0 0 0 9 11 14 23 21 18 16 13 12 11 9 8 7 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 8 10025 10 10098 11 10120 26 11123 86 12614 136 13843 202 13477 393 13412 756 13258 1272 13177 2532 12785 3927 12586 6400 12325 8767 11864 166 10945 11157

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表3-2 后安煤业8号煤层煤样程序升温氧化实验原始数据 温度30 40 50 60 70 80 90 100 110 120 130 140 150 160 170 180 190 200 210 220 H2/ppm CO/pp0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 42 59 87 102 136 152 165 2 5 6 8 14 24 42 62 105 161 498 327 498 972 1563 2736 4425 6757 8420 9835 CO2/pp1056 1121 1169 1233 1284 1311 1318 1294 1361 1498 917 913 940 899 925 942 956 959 967 988 CH4 4 7 9 10 10 13 15 22 20 21 24 21 28 32 41 52 81 121 158 208 C2H4/ppC2H6/ppC2H2/pp0 0 0 0 0 0 0 2 5 7 11 14 18 22 25 27 30 32 35 39 0 0 0 0 0 0 1 1 1 2 1 1 1 1 1 1 1 1 1 2 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

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表3-3 后安煤业9号煤层煤样程序升温氧化实验原始数据 温度30 40 50 60 70 80 90 100 110 120 130 140 150 160 170 180 190 200 210 220 H2/ppm CO/pp0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 35 64 82 97 108 132 142 4 4 4 5 6 10 16 23 35 62 112 222 394 681 1166 2063 3384 5401 7281 8617 CO2/pp5927 6164 5823 5553 5210 4912 4558 4232 3934 3576 3331 2997 2720 2467 2262 2083 1896 1768 1698 1621 CH4 5 6 5 6 19 25 20 6 10 5 11 24 14 18 26 60 62 89 126 171 C2H4/ppC2H6/ppC2H2/pp0 0 0 0 0 0 0 0 0 8 10 12 13 15 17 20 21 25 28 31 0 0 0 0 0 0 0 0 3 5 8 12 18 24 20 17 15 12 8 5 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

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表3-4 后安煤业11号煤层煤样程序升温氧化实验原始数据 温度30 40 50 60 70 80 90 100 110 120 130 140 150 160 170 180 190 200 210 220 H2/ppm CO/pp0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 38 56 77 92 101 124 137 2 3 3 4 7 9 14 21 33 57 109 221 379 596 1136 2063 3371 5423 7283 8614 CO2/pp5832 6015 5973 5553 5393 4973 4653 4332 4034 3672 3237 2981 2752 2468 2251 2073 1834 1764 1682 1648 CH4 4 4 6 8 17 23 24 13 10 16 13 21 17 18 23 49 64 82 125 153 C2H4/ppC2H6/ppC2H2/pp0 0 0 0 0 0 0 0 2 5 9 11 13 16 20 22 25 28 32 35 0 0 0 0 0 0 0 0 2 2 2 2 2 1 1 1 1 1 1 1 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

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1600014000朔州平鲁区后安煤业4-1#煤层煤样指标气体曲线图 CO CO2H2CH4C2H4C2H6C2H240035030025020015010050120001000080006000400020000 COH2CH4C2H4C2H6C2H230402000405030005070500060604000707050008080600090100900010011096901102601011110120860111314013013601215230140202061621015039309171801601701801902002100220温度/℃756127225323927640087671094503220160672622130743525120127562811013597309014815832801663453570 CO279218359854690579510100251009810120111231261413843134771341213258131771278512586123251186411157图3-2 4-1号煤层煤样升温过程中气体浓度随温度变化趋势图

12000朔州平鲁区后安煤业8#煤层煤样指标气体曲线图 CO CO2H2CH4C2H4C2H6C2H2H2/CH4/CH4/C2H4/C2H6/C2H2浓度(ppm)CO/CO2浓度(ppm)CO/CO2浓度(ppm)10000 3020400040507000506090006080100007014010000802401300090420150101001101201301401501601701801902002102206210516149832749897215632736442567578420983525020015010050800060004000200000温度/℃ COH2 CO21056112111691233128413111318129413611498917913940899925942956959967988022210020510021720024111002114100281810423222105941251087102136152165522710813010121158208321035103920 CH4C2H4C2H6C2H2图3-3 8号煤层煤样升温过程中气体浓度随温度变

化趋势图

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H2/CH4/C2H4/C2H6/C2H2浓度(ppm)

朔州平鲁区后安煤业9#煤层煤样指标气体曲线图 CO1000090008000 CO2H2CH4C2H4C2H6C2H21801601401201008060402030405000404060005040500060506000706019000801002500090160200001002306000110350100301206205850130112011108014022202412120150394014131801601701801902002102200温度/℃CO/CO2浓度(ppm)70006000500040003000200010000 COH2CH4C2H4C2H6C2H2681116620633384540172818617351815240642617200826020170976221150108892512013212628801421713150 CO259276164582355535210491245584232393435763331299727202467226220831896176816981621图3-4 9号煤层煤样升温过程中气体浓度随温度变化

趋势图

100009000800070006000500040003000200010000 COH2CH4C2H4C2H6C2H2朔州平鲁区后安煤业11#煤层煤样指标气体曲线图1801601401201008060402040360150400050359730600060455530800070753930170008094973023000901446530240001002143320130001103340340102201205736720165201301093237013920140221298102111201503792752017132016059624683818161017011362251562320101802063207377492210190337118349264251020054231764101822810210728316821241253210220861416481371533510 30204000 0温度/℃ CO25832图3-5 11号煤层煤样升温过程中气体浓度随温度变化

44

H2/CH4/C2H4/C2H6/C2H2浓度(ppm) CO CO2H2CH4C2H4C2H6C2H2CO/CO2浓度(ppm)H2/CH4/C2H2/C2H6/C2H2浓度(ppm)

趋势图

(2)实验结果分析 1）4号煤层

①CO浓度随温度变化规律

CO在起始温度30℃时就开始出现，并且贯穿于整个升温氧化过程中。在220℃之前，其产生量与煤温基本呈指数式关系，并分为两个阶段：120℃之前，CO随煤温上升增加幅度较小；120℃～220℃曲线斜率较大，CO随煤温上升迅速增加，说明此时煤已经开始迅速氧化。

②CO2气体产生规律

CO2气体随煤温呈现先上升后下降的趋势，说明CO2的产生可能一部分是从煤中解吸出来的，一部分是氧化产生的，因此不采用此气体作为指标气体。

③H2浓度随温度变化规律

H2在170℃之前未检测到；170℃开始出现，其含量随煤温升高缓慢增加，说明此时煤进入加速氧化阶段。

④C2H6浓度随温度变化规律

C2H6浓度在100℃之前检测不到，100℃之后随煤温的上升先增加后减少，说明其不完全是煤氧化产生的，因此不能作为指标气体。

⑤C2H4浓度随温度变化规律

C2H4浓度随煤温的变化曲线比较简单和确定，可分为2个阶段：100℃之前检测不到；100℃开始出现，其含量随煤温升高缓慢增加。

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⑥C2H2浓度随温度变化规律

在整个氧化升温过程中都未检测到C2H2气体，说明其出现的温度高于220℃，大量的分析和应用表明，C2H2是煤的氧化进入激烈氧化燃烧阶段的标志。

2）8号煤层

①CO浓度随温度变化规律

CO在起始温度30℃时就开始出现，并且贯穿于整个升温氧化过程中。在220℃之前，其产生量与煤温基本呈指数式关系，并分为两个阶段：110℃之前，CO随煤温上升增加幅度较小；110℃～220℃曲线斜率较大，CO随煤温上升迅速增加，说明此时煤已经开始迅速氧化。

②CO2气体产生规律

CO2气体随煤温呈现先上升后下降的趋势，说明CO2的产生可能一部分是从煤中解吸出来的，一部分是氧化产生的，因此不采用此气体作为指标气体。

③H2浓度随温度变化规律

H2在160℃之前未检测到；160℃开始出现，其含量随煤温升高缓慢增加，说明此时煤进入加速氧化阶段。

④C2H6浓度随温度变化规律

C2H6浓度在90℃之前检测不到，90℃之后出现但浓度不稳定并且很低，因此不能作为指标气体。

⑤C2H4浓度随温度变化规律

C2H4浓度随煤温的变化曲线比较简单和确定，可分为2个阶段：100℃之前检测不到；100℃开始出现，其含量随煤温升高缓慢增加。

46

⑥C2H2浓度随温度变化规律

在整个氧化升温过程中都未检测到C2H2气体，说明其出现的温度高于220℃，大量的分析和应用表明，C2H2是煤的氧化进入激烈氧化燃烧阶段的标志。

3）9号煤层

①CO浓度随温度变化规律

CO在起始温度30℃时就开始出现，并且贯穿于整个升温氧化过程中。在220℃之前，其产生量与煤温基本呈指数式关系，并分为两个阶段：120℃之前，CO随煤温上升增加幅度较小；120℃～220℃曲线斜率较大，CO随煤温上升迅速增加，说明此时煤已经开始迅速氧化。

②CO2气体产生规律

CO2气体随煤温呈现先上升后下降的趋势，说明CO2的产生可能一部分是从煤中解吸出来的，一部分是氧化产生的，因此不采用此气体作为指标气体。

③H2浓度随温度变化规律

H2在160℃之前未检测到；160℃开始出现，其含量随煤温升高缓慢增加，说明此时煤进入加速氧化阶段。

④C2H6浓度随温度变化规律

C2H6浓度在110℃之前检测不到，110℃之后随煤温的上升先增加后减少，说明其不完全是煤氧化产生的，因此不能作为指标气体。

⑤C2H4浓度随温度变化规律

C2H4浓度随煤温的变化曲线比较简单和确定，可分为2个阶段：120℃之前检测不到；120℃开始出现，其含量随煤温升高缓慢增加。

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⑥C2H2浓度随温度变化规律

在整个氧化升温过程中都未检测到C2H2气体，说明其出现的温度高于220℃，大量的分析和应用表明，C2H2是煤的氧化进入激烈氧化燃烧阶段的标志。

4）11号煤层

①CO浓度随温度变化规律

CO在起始温度30℃时就开始出现，并且贯穿于整个升温氧化过程中。在220℃之前，其产生量与煤温基本呈指数式关系，并分为两个阶段：120℃之前，CO随煤温上升增加幅度较小；120℃～220℃曲线斜率较大，CO随煤温上升迅速增加，说明此时煤已经开始迅速氧化。

②CO2气体产生规律

CO2气体随煤温呈现先上升后下降的趋势，说明CO2的产生可能一部分是从煤中解吸出来的，一部分是氧化产生的，因此不采用此气体作为指标气体。

③H2浓度随温度变化规律

H2在160℃之前未检测到；160℃开始出现，其含量随煤温升高缓慢增加，说明此时煤进入加速氧化阶段。

④C2H6浓度随温度变化规律

C2H6浓度在110℃之前检测不到，110℃之后出现但浓度不稳定并且很低，因此不能作为指标气体。

⑤C2H4浓度随温度变化规律

C2H4浓度随煤温的变化曲线比较简单和确定，可分为2个阶段：110℃之前检测不到；110℃开始出现，其含量随煤温升高缓慢增加。

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⑥C2H2浓度随温度变化规律

在整个氧化升温过程中都未检测到C2H2气体，说明其出现的温度高于220℃，大量的分析和应用表明，C2H2是煤的氧化进入激烈氧化燃烧阶段的标志。

3.1.5 煤自燃预测预报指标体系

根据以上分析，后安煤业各煤层煤自燃指标气体均以CO为主，以H2、C2H4、C2H2为辅。CO的出现表明煤已经开始缓慢氧化，此时应加强对CO的检测和分析，绘制同一监测点CO变化曲线，如果发现CO浓度持续稳定上升，说明此时煤已经开始迅速氧化，应发出预警；H2和C2H4可以作为预测预报煤自然发火加速氧化阶段的标志气体，其预测的温度范围在100～170℃。在有较高浓度CO存在的前提下，只要出现H2或C2H4，可视为煤的氧化已进入自热加速阶段，即可做出煤已自然发火的预报，此时采取切实有效的防灭火措施已迫在眉睫，如果延误时机可能发展为重大火灾事故，给灭火工作增加难度；由于在整个升温过程中没有检测到C2H2，但根据诸多煤层、煤矿的实验和应用经验，一般在矿井检测到C2H2时，可断定监测区内存在已经燃烧的明火，此时制定和采取防灭火措施时一定要谨慎，以免引燃引爆瓦斯、煤尘等使事故扩大。

表3-5 各煤样程序升温氧化实验过程中各气体最低产生温度/℃ 煤层编CO 号 4-1 8 30 30 100 100 170 160 ＞220 ＞220 C2H4 H2 C2H2

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9 11 备注 30 30 预报浓度，加强120 110 160 160 ＞220 ＞220 停产撤人临界预警浓度，采取措施 观测 浓度 3.2 煤样特征温度测试及分析

为研究自燃过程中煤的质量、放热量随温度（时间）的变化，确定煤自燃全过程特征温度参数及质量变化等参数，为煤自燃火灾防治提供科学依据，采用非等温热重分析法对后安煤业4－1、8、9、11煤层煤样进行热重（TG）—差热分析（DTA）。

3.2.1 煤自燃特征温度分析

通过热重分析—差热分析试验，得出的热重和差热曲线分别反映了煤自燃过程中煤的失重率和煤放热量随温度的变化关系，综合分析将煤从吸氧氧化到燃烧的整个过程分为水分蒸发失重阶段（起始温度T0～T1）、吸氧增重阶段（T1～T2）、煤受热分解阶段（T2～T3）、燃烧阶段（T3～T4）和燃尽阶段（T >T4）5个阶段，其中T1为水分蒸发尽的温度，℃；T2为开始热解所对应的温度，℃；T3为燃点，℃；T4为燃烧完全所对应的温度，℃。

图3-6 煤氧化热解TG-DTA曲线

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3.2.2 实验设备

本次实验采用山西省安全工程技术研究中心中澳矿井火灾实验室的北京恒久科学仪器厂生产的微机差热天平（HCT-1），主要技术参数如下：

（1）仪器机械、电路控制、气氛一体化； （2）内置天平，自动测量样品初始重量； （3）液晶实时显示实验前、实验中加热炉温度； （4）具有热重基线校正功能；

（5）用户利用标准试样对仪器指标进行校正； （6）温度范围：室温－1150℃； （7）温度准确度：±0.1℃；

（8）升温速率：0.1℃/min至80℃/min（用户自定义设置）； （9）测量范围：1mg至300mg最高可达5g； （10）解析度：0.1ug； （11）热重噪声：＜0.1ug；

（12）真空度：选配真空机组后可达2.66-2Pa；

（13）气氛控制系统：三路进气，两路出气，可气体切换，采用质量流量控制器，精度高，重复性好，响应速度快（可做各种腐蚀性气体）；

（14）坩锅容积：0.06ml或0.12ml。

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图3-7 微机热差天平

3.2.3 样品制备

将新采的煤样，剥去外层煤，取其煤芯研磨后，筛选粒径为60～80目的煤粉进行试验分析。

3.2.4 试验条件

为研究煤在低温氧化过程中的氧化放热性能，本次实验采用低温慢、高温快的变升温速率给煤样加热，即20～200℃，升温速率为1. 5℃/min；200～800℃，升温速率为10℃/min；试样含水量为天然含水量，样品质量为10±0.001mg；实验在空气中进行，空气流量为50ml/min。

3.2.5 试验结果分析

后安煤业4－1、8、9、11号煤样分析结果如表3-6、图3-8、3-9、3-10、3-11所示。

表3-6 煤热解过程中各阶段所对应的温度以及其它参数 水分蒸发阶段煤样 T1 /℃ 4-1号 98.3 吸氧增重阶燃点T3 段T2 /℃ /℃ 283.8 492.5 710.0 /℃ 燃烧阶段T4

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8号 9号 11号 103.5 101.3 103.5 272.7 312.7 306.3

423.5 442.5 446.2 590.0 592.8 623.8 图3-8 4-1号煤层煤样氧化热解TG-DTA曲线

图3-9 8号煤层煤样氧化热解TG-DTA曲线

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图3-10 9号煤层煤样氧化热解TG-DTA

曲线

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图3-11 11号煤层煤样氧化热解TG-DTA曲线

从以上热重－差热曲线图可知：在水分蒸发失重阶段，煤的外在和内在水分都被蒸发，热重曲线降低，差热曲线表现为吸热峰，水分蒸发阶段，煤吸氧（增重），同时，水分蒸发（失重）；煤在吸氧增重阶段，由于水分蒸发后煤的孔隙增多和自由面增大，温度升高，化学反应速度加快，煤快速吸氧，煤质量增加明显，热重曲线上升，差热曲线为放热谷。煤的受热分解阶段，4-1号、8号、9号、11号煤温度分别达到燃点492.5℃、423.5℃、442.5℃、446.2℃后，煤质量迅速减少，并放出大量热量；煤的燃尽阶段，4-1号、8号、9号、11号煤温度分别达到710.0℃、590.0℃、592.8℃、623.8℃后，煤的质量基本不变，表明煤已完全燃烧。 3.3 煤层自燃预测预报系统

矿井火灾的预测预报是矿井火灾防治的重要环节，特别是矿井内因火灾的发生要经历潜伏期、自热期和燃烧期，其变化过程具有明显的征兆，实时、准确的预测预报是有效防治矿井内因火灾的基础。

煤自然发火预测预报制度就是对井下煤层自燃监测点，采用一定

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的方法定期或连续的进行取样分析，总结各点气体组分、浓度的变化规律，结合煤自然发火标志气体，判断煤自燃的发展进程，作出煤自然发火的早期预测预报。

3.3.1 测点布置

监测点分为固定点、移动点和临时观测点。观测点应设置在能采集到观测区内有代表性气体的地点，并尽量设置在巷道周围压力较小，支架完整，没有拐弯，断面没有突然扩大或缩小的地点。

根据后安煤业井下的实际情况，井下煤层自燃监测点原则主要布置在以下地点：

（1）回采工作面采空区；

（2）回采工作面上下隅角、工作面架间、工作面进回风流，带式输送机滚筒下风侧10～15m处；

（3）掘进工作面迎头5m处，距回风绕道10～15m处； （4）自然发火观测点、密闭观测孔、防火墙栅栏外； （5）采区进回风巷、总进回风大巷。 3.3.2 煤自然发火的监测方法 3.3.2.1 监测监控系统

煤层自燃火灾监测与早期预报是矿井火灾预防与处理的基础，是矿井防灭火的关键，只要能够准确、及时地对煤层自燃火灾进行早期预报，就能有的放矢地采取预防煤层自燃火灾的措施，从而避免自燃事故的发生。对于煤层火灾的预测预报而言，采样监测技术是至关重要的，目前煤层火灾的监测主要有煤矿安全监控系统、人工检测和火灾束管采样监测系统三种手段。

安全监控系统可以连续监测CO、CO2、O2等环境参数，根据这些

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环境参数的变化进行煤层火灾的预报。本矿现有1套KJ78N型矿井监测监控系统，本次设计利用现有的监测、监控系统，增加并完善现有的监控系统，以保障矿井安全、高效生产，保证设备的正常运行。该系统具有煤矿矿用产品安全标志，并且符合AQ6201-2006《煤矿安全监控系统通用技术要求》。

人工检测一直作为煤层火灾的主要监测手段，人工气体监测主要采用O2、CO、CH4等便携式气体分析仪，由人工直接在各测点进行气体检测，并定期采用气袋取气样，送地面进气相色谱分析，给出气体的成分和浓度，以此判断煤层发火程度。该法适用性强、投入设备少，简单易行，但人工取样工作量大，间隔时间长，不能连续实时进行检测，本设计只作为一种辅助检测预报手段。

地面固定式矿井火灾束管监测系统是借助束管将矿井井下各测点的气体经抽气泵负压抽取、汇总到指定地点，在借助气相色谱检测装置对束管采集的井下气样进行分析，其监测结果在以实时监测报告、分析日报等方式提供数据的同时，亦可自动存入数据库中，以便今后对某种气体含量的变化趋势分析，从而实现对矿井自燃火灾的早期预报。

3.3.2.2 束管检测系统

本矿选用1套JSG-8型矿井地面固定式火灾束管监测系统，为矿井自燃火灾和矿井瓦斯事故的防治工作提供科学依据。

JSG-8型矿井地面固定式火灾束管监测系统一次进样能分析CO、CO2、CH4、O2、乙烯（C2H4）、乙炔（C2H2）、乙烷（C2H6）、N2八组份气体，分析时间不大于15mim，从而对煤炭自燃发火标志气体C2H4、C2H2、C2H6及灭火标志气体N2提前进行预报，通过监测报表或趋势曲线及时

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准确进行自燃火灾预测预报，并对发火危险性进行判别。该束管监测系统广泛适用于测定煤矿井下采空区、密闭区以及巷道空气中气体浓度，根据气体变化趋势判断自燃发火程度，为综合防治煤矿自燃火灾确保安全生产提供科学依据。

(1)系统组成

JSG-8型矿井地面固定式火灾束管监测系统具有微机分析与控制、色谱高精度分析、束管负压运载气体三项高新技术，具有独特的数据分析功能，在束管检测下，系统自动将分析数据存入数据库，并用数据分析某一采样点的气体量在一段时间内的变化趋势，该系统共有5大部分组成：

束管部分：由粉尘过滤器、束管、单管、分路箱等组成，其作用是运载井下气体。

控制部分：由输出控制接口板、电磁阀驱动电路、抽气泵、自动进样器等组成，它们各自装在微机和控制柜内，其作用是按规定顺序和时间将气体送入气相色谱仪中。

气体分析部分：由气相色谱分析仪、专用输入输出接口、载气接口等组成，其作用是将气体进行分析并送入采样接口板中。

数据采样部分：由数据采样接口板、采样程序组成，用以采集色谱仪传来的数据并进行数据预报处理。

数据分析部分：由测控软件内的数据分析、图形显示、谱图检测、计算结果等组成，通过分析将采样数据形成分析报告及谱图。

(2)工作原理

JSG-8型矿井地面固定式火灾束管监测系统工作时，启动抽气泵，束管内形成负压，井下外部的压力大于束管内的压力，使井下气

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体被吸入束管，到达井上的电磁阀前并处于等待检测状态。气相色谱仪达到稳定工作状态后，微机通过控制接口板输出一个开关量给驱动电路，驱动电路的继电器吸合，接通某一束管的电磁阀，该路束管的气体被送入色谱仪中，由色谱仪开始分析。色谱仪的分析结果被送到微机内的数据采样接口板上，经过信号放大，模数转换，然后由分析软件进行处理，形成谱图和分析结果，分别在屏幕和打印机上出现，完成某一路束管气体的检测分析过程。

(3)系统特点

①监控软件是为煤矿专门开发设计、使用鼠标完成系统运行画面切换、参数设置及报表输出，操作简便易学、层次清晰； ②自动控制24h连续循环监测或间断选择监测； ③束管未敷设到地点可人工采样检测；

④自燃火灾预防功能：通过对检测数据趋势分析及时准确预测自燃发火程度；

⑤报警功能：检测点气体含量超限时工作站自动报警，同时以醒目颜色显示报警信息；

⑥报表功能：检测日报、月报，检测谱图报表，气体含量变化趋势报表等；

⑦数据库记录个数无限制； ⑧联网功能：达到检测数据共享。 (4)主要技术参数： 束管检测路数：16路。 进行方式：连续。

检测气体成分：C0、CH4、C2H4、C2H6、C2H2、C02、02、N2。

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检测气体范围：O2: 0～25%， N2 :O～98%， C02 、CH4: O～100%， CO、C2H4、C2H6、C2H2: O～5000ppm。

最小检测浓度：FID≤0．5ppm；TCD≤10ppm。 (5)束管的敷设及布点原则

束管敷设管道的吊挂高度不低于1.80m，用挂钩吊挂，敷设要平、直、稳，与动力电缆之间的距离不小于0.5m，并要避免与其他管线交叉。束管入口处必须安设滤尘器，整条束管至少安设3个滤水器。

监测点选在围岩稳定、前后5.0m范围内无分支巷道并靠近巷道末端，监测点设置在距巷道顶板0.5m处巷道中。采区内丢煤处，巷道内错、外错丢顶煤，留三角煤，盲巷及溜煤眼上方均设置监测点；采掘工作面有明显升温征兆的区段必须设置监测点；火区密闭必须设监测点。

具体测点布置：

8#层80101综采工作面回风顺槽侧上隅角至采空区内，设三个测点，测点间隔50米。束管采气探头随工作面推进，埋设在回风侧的采空区里。保持采气探头远端至上隅角150米监测窒息带、100米处监测氧化带、50米处监测冷却带的气体变化情况。当采空区埋设束管至上隅角达到150米，该测点退出安设在上隅角处，作为最外面的测点。随工作面的推进，进入采空区150米处的测点循环外撤，保持束管测点在（三带）有效范围内监测。在8#层80101综采工作面总回风巷道设置一个束管测点，用以测定整个工作面的气体变化情况。

9#层90101综采工作面回风顺槽侧上隅角至采空区内，设三个测点，测点间隔50米。测点敷设、监测方法同8#层综采工作面工艺。

对于各煤层自然发火时间的确定是个比较复杂的课题，牵涉到煤

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层自然发火特性、现场通风管理、工作面推进速度等条件因素的影响。因此，上述设测点参数应在具体监测中，根据实际观测情况作出调整。以便在防灭火中起到积极作用。

(6)束管监测系统的防堵、防漏和防冻

为了防止束管因尘埃和冷凝水堵管，在监测点进气口处必须设置滤尘器和滤水器。从吸气口至井底的束管管路中还需要安设滤水器，其数量根据吸气口和束管沿途的温度差来确定，一般不少于3个。

为防止束管与束管、束管与分束管联接处漏气，束管与束管之间用直径10m的铜管联接，所有接口均用环氧树脂封闭。此外，采取具体措施防止钻孔到分析室的束管或气缆因冬季地面气温低造成结露冻结。

(7)系统的优点

通过建立矿井束管监测系统，能够通过束管取样分析矿井采空区、密闭区、巷道中的CO、CO2、CH4等气体的浓度，经过测定分析及时预报，为煤矿自燃火灾和瓦斯监控工作提供科学依据。

矿井束管监测系统能主动监测预报井下气体及自燃火灾隐患，使得煤矿安全综合防治由被动变为主动，避免了缺乏科学数据、盲目治理的弊端，为煤矿科学管理提供保障。

管理人员可以通过该系统掌握各地点气体的数据来了解矿井的状况，特别是井下人员无法进入的区域，它具有其它监测手段无法替代的优点，是采空区内因火灾早期预报的有效技术途径。同时还可以侦测出早期自燃发火、爆炸的气体指标，以便有效地控制潜在的煤矿自燃发火和爆炸风险，为煤矿自燃火灾和矿井瓦斯事故的防治工作提供科学依据，从而对矿井的井下瓦斯、通风系统做到最好的管理，降

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低了矿井火灾和瓦斯爆炸发生的机率，从而减少矿井安全事故。

3.3.2.3 人工检测

人工检测是煤层自燃火灾的重要监测手段，由人工直接在测点进行气体和温度检测，并定期利用气囊采集气样送地面进行气相色谱分析。该法适用性强、投入设备少、简单易行，但人工取样工作量大，间隔时间长。检测时要做到“四定”，即定人、定点、定时、定仪器。为了检测全矿井CO情况，矿井配备便携CO检测报警仪数量不少于便携瓦检仪的1/3。

观测地点：工作面上下隅角、进回风顺槽、支架间、密闭观测孔、密闭墙四周等地点；

观测时间：每班三次，发现异常时，要加强检测次数； 观测内容：O2、CO、CH4和温度；

观测仪器：O2、CO、CH4便携仪、光学瓦斯检测仪和红外测温仪； 观测人员：瓦检员。

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表3-7 气体浓度记录表

气采样 采样时间 地点 现 场 检 查 CO CH4 CO2 温度 检查/% /℃ 人 H2 O2 N2 体化验分析报表 备注 色 谱 分 析 CO CO2 CH4 C2H4 C2H6 C2H2 取样/% /ppm /ppm /ppm 人 /ppm /% /ppm /% /% /ppm /% 通风科负责人签字 化验员签字

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4 灌浆防灭火系统

4.1 灌浆防灭火特点

灌浆就是将水和浆材按适当的比例混合，制成一定浓度的浆液，沿输浆管路借助于自然压差或泥浆泵输送到井下，然后通过钻孔或专门的灌浆引管向可能或已经发生自燃的区域灌注，以防止自燃火灾的发生或治理火区。其主要作用是（1）利用浆液的渗透作用和粘着力可使浆液覆盖在煤体表面，其中的固体物沉淀后可充填于浮煤缝隙之间，包裹浮煤，从而隔绝氧气与煤体的接触，防止氧化；（2）浆液中的水分有助于增加煤的外在水分，抑制煤自热氧化的发展，同时有利于已经自热煤体的散热；其效果的好坏及经济性，主要取决于灌材的选取、浆液的制备、灌注方法的选择、制浆输浆工艺及灌浆管理等。

灌浆防灭火技术在我国具有自然发火危险的矿井得到了普遍应用，并取得了较好的防灭火效果，《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》（AQ1055-2008）对防灭火设计中要求规定：开采容易自燃煤层或采用放顶煤开采自燃煤层的矿井，必须设计以灌浆为主的两种以上综合防灭火措施。

由于后安煤矿开采的8号、9号煤层为自燃煤层，且9号煤层采用综采放顶煤回采工艺，同时考虑到后安煤业附近土源丰富、水源充足，使用较为方便，因此，设计以灌浆为主的防灭火措施。 4.2 灌浆防灭火系统基本要求

(1)对选用的灌浆材料种类及其性能进行分析； (2)给出主要灌浆参数、浆液的制备方法、灌浆方法； (3)对输送浆液的管路系统进行计算和布置；

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(4)给出矿井灌浆防灭火效果考察指标； (5)矿井灌浆防灭火安全措施。 4.3 灌浆材料选择

灌浆材料必须满足以下要求： (1)不含可燃物或助燃物；

(2)粒径直径小于2mm，细小粒子（粒径直径小于1mm）占75%； (3)主要物理性能指标：比重2.4～2.8，塑性指数9～14，胶体混合物25～30%，含砂量25～30%；

(4)易脱水，又具有一定的稳定性；

(5)具有能与较少的水混合成浆液的能力，运输时不堵塞管路或泥浆池；

(6)便于开采、运输和制备，来源广，成本低。

目前煤矿常用的灌浆材料主要有：黄土、电厂粉煤灰、煤矸石粉、页岩、尾矿等。矿区附近黄土储量丰富，是进行黄泥灌浆的有利条件，其物理性质可满足注浆材料成浆性能指标的要求。

因此，土源采用附近地表黄土，经铲车取土过筛后直接使用，后期可采用汽车到附近山坡上取土，并设一个堆土场；水源采用抽至地面经澄清处理后的矿井排水，并在浆站附近修建一个约100m3蓄水池，以保证灌浆工作的连续性。 4.4 灌浆参数计算

4.4.1 灌浆系数

防火灌浆系数为3%～12%，灭火灌浆时系数相应加大。 4.4.2 土水比

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浆液的土水比是反映泥浆浓度的指标，是指泥浆中土与水的体积之比，土水比的大小影响着灌浆的效果和泥浆的输送。泥浆的土水比大，则泥浆浓度大，隔绝和包裹效果好，但流动性差，输送困难，泥浆输送的沿程阻力大，泥浆在管道中的流速降低，泥浆中的固体颗粒容易沉降，造成堵管事故。土水比小，则输送相同体积的土所用的水量大，包裹和隔绝效果不好。灌浆泥水比应根据泥浆的输送距离，煤层倾角，灌浆方式及灌浆材料和季节等因素通过试验确定，一般情况下为1：5，冬季为l：6，并在此基础上根据实际效果进行调整。

4.4.3 灌浆站工作制度

灌浆站在原则上应与矿井工作制度相配合，但需注意灌浆工作是与回采工作紧密配合进行。一般情况下进行预防性黄泥灌浆，每隔7～10d在准备班灌浆一次，当监测到有自燃征兆时灌浆方法采用随采随灌，即随回采工作面推进的同时向采空区灌注泥浆，若矿井自然发火严重，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16h。

4.4.4 灌浆量计算

本矿井延深水平开采井田范围内的8、9、11号煤层，在前期矿井投产及达到设计生产能力1.80 Mt/a时，井下在8号煤层布置1个综合机械化一次采全高回采工作面和2个炮掘工作面保证0.30Mt/a的设计生产能力，在9号煤层布置1个综合机械化放顶煤回采工作面和2个综掘工作面保证1.50Mt/a的设计生产能力。

日灌浆所需土量按下式计算： Q土=K·G/V煤 式中：

Q土—日灌浆所需土量，m3/d；

G —矿井日产量，8号煤层为909t， 9号煤层为4545t；

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V煤—煤的容重，8号煤层为1.40t/m3，9号煤层为1.48t/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。

8号煤层日灌浆所需土量： Q土8=0.05×909/1.40=32.46(m3/d ) 9号煤层日灌浆所需土量：

Q土9=0.05×4545/1.48=153.55(m3/d ) 全矿井日灌浆所需土量：

Q土= Q土8＋Q土9=32.46＋153.55=186.01(m3/d ) 日灌浆所需实际开采土量 Q=αQ土 式中：

Q—日灌浆所需实际开采土量，m3/d；

α—取土系数(考虑土壤含一定杂质和开采，运输过程中的损失)，取1.1。

Q=α·Q土=1.1×186.01=204.61(t)

灌浆泥水比应根据泥浆的输送距离，煤层倾角，灌浆方式及灌浆材料和季节等因素通过试验确定，一般情况下为1：5，冬季为l：6。

每日泥浆用水量按下式计算： Q水1=Q·δ 式中：

Q水1—制备泥浆用水量，m3/d： δ—泥水比的倒数，取5。 Q水1=204.61×5=1023.05(m3/d)

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每日泥浆用水量按下式计算： Q水2=K水·Q水l 式中：

Q水2—灌浆用水量，m3/d：

K水—用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系数，取1.1。 Q水2=1.1×1023.05=1125.36(m3/d) 每日灌浆量： Q浆1=(Q水1+Q土)M 式中：

Q浆1—日灌浆量，m3/d： M—泥浆制成率，取0.93。 其余符号同前。

Q浆1=(1125.36+186.01)×0.93=1219.57(m3/d) 4.5 灌浆系统选择

根据我国各矿区使用的灌浆系统，基本上可归为地面固定式集中灌浆系统和井下移动式灌浆系统两类，其特点如表4-1所示。

表4-1 两种灌浆系统的比较

条件 投资量 占地面积 温度影响 维护成本 原料运输

地面固定式集中灌浆系统 井下移动式灌浆系统 大 大 是 高 容易 68

小 小 否 低 困难

灌浆量 影响生产 巷道条件要求 工作环境 大 否 否 好 小 是 是 差 地面固定式集中灌浆系统是在地面工业场地或风井场地设立集中灌浆站，为全矿服务，虽然初期投资较大、管路较长、占地较大，但具有灌浆量大、工作集中、管理方便、效率高等优点，因此，后安煤业选择在回风立井场地内布置KDZS-1型地面地面固定式多功能集中灌浆系统。 4.6 浆液的制备

目前常用的制浆工艺主要有两种：水力取土机械制浆法和机械搅拌制浆。水力取土机械制浆是用高压水枪直接冲刷地表或预先堆积的黄土混合形成泥浆，经输浆沟送达灌浆管路，这种方式工序简单，但浆液质量难以保证，防火效果差；机械制浆是按照一定的比例将制浆材料和水送入搅拌池，经搅拌机搅拌后经输浆泵输入灌浆管路送至井下，可保证浆液的配比，效果较好，设计采用机械搅拌制浆工艺。

在回风立井场地建一个灌浆站，负责向井下灌浆。灌浆站由料场、2个搅拌池（1池制浆、1池输浆，交替使用）、1个沉淀池和1个灌浆池（灌浆池设在较低的水平）构成，池深和直径均为2m，池体用钢板焊接或砖砌筑，其上固定搅拌器。搅拌池底部留有出料口，在浆液流入灌浆池前设双层过滤筛子（孔径为10～15mm），每个池侧面设800mm×800mm下液泵坑2个，安设离心式液下泥砂泵2台抽取浆液。KDZS-1型多功能灌浆系统如下图所示（尺寸单位为m）：

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电机(Y112M-4,4KW,380V,1440r/min)减速器(XLD-29-4KW)连轴器/法兰(φ160×55)搅拌架滤网搅拌池(8mm×8mm)出料口沉淀池滤网(8mm×8mm)出液口电机(Y112M-2,4KW,380V,2900r/min)下液式泥砂泵注浆池

图4-1 KDZS-1型多功能灌浆系统布置示意图

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图4-2 KDZS-1型多功能多功能灌浆系统布置平面图

图4-3 池体俯视图及剖面图

(1)主要设备

灌浆站主要有搅拌池、沉淀池、减速器、搅拌器、滤网、下液式泥砂泵、供水管路和供电设备等组成。

表4-2 KDZS-1型多功能灌浆系统设备一览表

序号 1 2 3 4 5 6 7 设备名称 水泵 泥浆搅拌机 管路(无缝钢管) 4寸胶管 下液式泥浆泵 供水管(软管) 加压泵 设备型号 ZBA-6B 自制 D108×4.0 DN100 φ30 3PN

单位 台 台 m M 台 m 台 数量 2 2 1800 200 2 200 1

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(2)灌浆站制浆工艺

原土堆场小型过筛 搅拌池沉淀池 灌浆池 泥砂泵地面灌浆回风立井和工作面图4-4 灌浆工艺流程

(3)灌浆站功能

①可利用黄土、粉煤灰、凝胶等多种灌浆材料，易实现灌浆材料就地取材；

②能制备各种浓度浆液（水土比6:1～1:1），以适应不同情况的灌浆； ③可通过变换外加剂，即可通过该系统实现大流量地压注凝胶、复合胶体和固化充填材料等多种新型防灭火材料，提高系统的利用率。

④浆液输送量大，最大可达100m3/h。 (4)防冻措施

冬季制浆困难，需在灌浆系统管道上覆草垫，灌浆站加盖防寒暖棚。 4.7 灌浆方法

我国煤矿现在使用的预防性灌浆方法有：采前预灌、随采随灌和采后

水源 水泵

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灌浆三种。采前预灌就是在煤未开采之前即对煤层进行灌浆，适用于老空区过多、自然发火严重的矿井；随采随灌就是随着采煤工作面推进的同时向采空区灌浆，主要有钻孔灌浆、埋管灌浆和洒浆，能及时将顶板冒落后的采空区进行灌浆处理；采后灌浆是等回采结束后，将整个采空区封闭起来后进行灌浆。

后安煤业在风井场地内设一座灌浆站（有完善的供暖设施），内设一套KDZS-1型多功能煤矿防灭火灌浆系统，为全矿灌浆服务，一般情况下进行预防性黄泥灌浆，每隔7～10d在准备班灌浆一次，当监测到有自燃征兆时灌浆方法采用随采随灌，即随回采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。

4.7.1 采前预灌

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10～20m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。

1 2 5 3 4

6

图6-2-3 埋管灌浆示意图

73

1-预埋注浆管；2-高压胶管；3-灌浆管；4-回柱绞车；5-钢丝绳；6-采空区

4.7.2 随采随灌

采用埋管灌浆法，即在放顶前沿回风巷在采空区预先铺好预埋灌浆管(10～20m 的钢丝缠绕管)，预埋管一端通采空区，一端接高压胶管（长20～30m），胶管与灌浆支管相连，放顶后开始灌浆，灌浆结束后利用回柱绞车将灌浆管拉出，拉出的距离等于工作面的推进距离，使预埋管始终保持在采空区15m左右，如下图所示。灌浆时以上隅角出现黄泥浆堆积为止。

图4-5 埋管灌浆示意图

1-预埋灌浆管；2-高压胶管；3-灌浆支管；4-回柱绞车；5-钢丝绳；

6-采空区；7-回风顺槽；8-进风顺槽

4.7.3 采后灌浆

工作面回采结束永久封闭后，采用密闭墙上插管灌浆法，即在工作面两端的密闭墙上分别预设1～2个φ75mm的灌浆孔，实行“连续足量，充分灌注”，大量向闭后灌注浆液，防止密闭漏风和停采线自燃。 4.8 灌浆管路

4.8.1 灌浆管路布置

对于后安煤业，煤层工作面采空区是自然发火最危险的区域。由于后

1 2 5 7 8 3 4

6 74

安煤业矿达产时开采8、9号煤层，因此，灌浆主管路主要针对8、9号煤工作面采空区进行铺设。其它地点的灌浆，则根据需要从主管路上分叉连接。

8号煤层灌浆管路铺设为：

地面灌浆站→回风立井→9号煤层总回风巷→9号煤层集中回风巷→联络横洞→9号煤层轨道大巷→8号煤层801采区80101工作面回风顺槽→回采工作面，线路总长度约3400m。

9号煤层灌浆管路铺设为：

地面灌浆站→回风立井→9号煤层总回风巷→9号煤层集中回风巷→联络横洞→9号煤层轨道大巷→9号煤层901采区90101工作面回风顺槽→回采工作面，线路总长度约3000m。

4.8.2 灌浆管路管径

主要灌浆干管直径是根据管内泥浆的流速来选择。在设计中，泥浆给定后，先确定泥浆在管道中流动的临界流速，再求出泥浆的实际工作流速，使之大于临界流速即可。

实际工作流速：

v4Q浆max/3600d2

＝4×76.22÷（3600×3.14×0.1082）＝2.31m/s 式中：v—管道内泥浆的实际工作流速，m/s；

Q浆max—小时最大灌浆量，76.22m3/h。（发现自燃征兆时采用四班灌浆，每天灌浆时间为16h，每日灌浆量1219.57m3)。

d—管道内径，0.108m。

该实际工作流速处于临界流速最大值(泥浆钢管的临界流速通常为1～4m/s)，可满足工程需要。

地面灌浆管道一般选用铸铁管，井下灌浆管道采用无缝钢管，管道之

75

间采用快速接头连接。其主管直径取108mm；支管直径取75mm；；工作面管道直径取4寸胶管。 4.9 灌浆管理

为了使灌浆防灭火工作取得预期的效果，加强管理是不可缺少的重要环节。

4.9.1 灌浆防灭火效果考察 (1)灌浆区温度检测

派专人定期检测灌浆灭火区、灌浆防火工作面及其采空区内的气温、煤温和出水温度。

(2)灌浆区气体检测

利用火灾束管监测系统和地面气体分析实验室定期对灌浆防火区域进行气体成分的监测。气体分析成份主要有：氧气、甲烷、一氧化碳、二氧化碳、乙烯。

采集气体的地点为：回采工作面的采空区束管监测点、回风巷、上隅角；通向火区的密闭墙内侧或钻孔内；其他需要的地点。

采集气体的时间为：灌浆防火期间每天取一次样；回采工作面或其他地点在发火期间(未封闭的情况下)每班取一次样；灭火封闭区域内每班取一次样。

4.9.2 注浆区排水措施

灌浆前后要严密观测采空区涌水量大小情况，注入采空区的浆液的脱水时间一般为7～15d，浆液中脱出的水一部分被围岩吸收，一部分滞留在灌浆区的下部空间。

注浆区的排水措施主要采取两种：

(1)在注浆区下部的密闭墙的底部设置排水孔或溢水孔，在注浆后应

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随时观察这些密闭墙的排水量的变化情况。

(2)在注浆区下部进行采掘前，必须对注浆区进行打钻孔或采取其它措施泄水。

4.9.3 灌浆后防止溃浆、透水事故的措施

(1)严格控制灌浆比例和灌浆量。灌浆材料应满足相关规定的要求，严格控制浆液泥水比，并控制灌浆量不使过大。

(2)设置滤浆密闭。在灌浆区下部巷道中必须用滤浆密闭将灌浆区和工作区隔开，而且要求滤浆密闭有一定的强度，防止溃浆事故发生。

(3)加强水情观测，对采空区的灌浆量与排水量进行观测记录。若排水量过少，灌浆区内可能有泥浆水积存，应停止灌浆，采取放水措施；排水中含泥量增大，说明采空区中可能形成了泥浆通道，使泥浆不能均匀充填空隙，而直接流到采空区下部被排出，处理方法有：

a采用间断灌浆；

b在泥浆中加入砂子填塞通路； c提高泥浆浓度；

d移动灌浆管口位置，改变浆液流动路线。

(4)灌浆区下部采掘前探放水。在灌浆区下部进行采掘前，必须对灌浆区进行探放水，一旦发现有积水，必须打钻放水后，才能进行采掘工作。

4.9.4 预筑防火墙

为防止采掘工作面自然发火及采空区发火，需设置防火墙及预留防火墙位置。采煤工作面回采结束后，须及时砌筑永久性封闭。井下发生火灾不能直接灭火时，必须砌筑防火墙，封闭火区。井底设消防材料库，内有足量砌筑防火墙材料，并备有专用车辆，材料可直接运往井下各使用地点；另外，也可在采区内适当地点设临时材料储备硐室，内置砌筑防火墙的材

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料。

预筑防火墙的位置：①回采工作面顺槽：进风顺槽内应设在工作面停采线外部，距离不小于大巷保安煤柱尺寸，且需在各联络巷与顺槽交叉地点以里；回风顺槽内除上述要求外，防火墙应位于通风设施及构筑物以里工作面一侧；各进风顺槽间、各回风顺槽间不使用的联络巷应密闭；所有与工作面连通的顺槽、巷道都应按要求预留防火墙位置。②掘进工作面：应参照回采工作面顺槽预留要求因地制宜选定防火墙预留位置，所选地点应在通风设施及构筑物、交叉巷道以里；双巷（多巷）同时掘进时，各巷道都应分别预留防火墙位置，巷道间不使用的联络巷道应及时密闭；与掘进工作面连通的所有巷道内，都应预留防火墙位置。③矿井的两翼，各生产水平之间，井下相邻采区间，井下自燃煤层或区域与其它煤层或区域连通的巷道间，其它可能发生煤炭自燃并可能蔓延危害到与其连通地点的巷道内等。

4.9.5 建立健全灌浆记录台帐

各项记录台帐是灌浆管理工作中关键的原始资料，是分析灌浆工作的基础，主要包括：灌浆区位置、钻孔工程、灌浆工程、防灭火密闭墙工程、气体及温度记录、泥浆分布状况等。

表4-3 灌浆记录表 灌 浆 记 录 表 灌浆地 点 开始时时 分 间 浆材用

灌浆日期 年 月 日 结束时间 浆液浓度 78

时 分

量 记事： 负责人签字： 灌 浆 地 点 示 意 图

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5 阻化剂防灭火系统

5.1 阻化剂防灭火特点及原理

阻化剂防灭火是近年来逐渐推广并得到广泛应用的矿井防灭火技术。它是将阻止煤炭氧化自燃的化学药剂制成溶液喷洒在煤壁、采空区浮煤上或压注入煤体之内，吸收空气中的水分，在煤的表面形成含水液膜，从而阻止了煤与氧的接触，起到了隔氧阻化作用。同时，这些吸水性能很强的盐类能降低煤中水分的蒸发速度，使煤体长期处于含水潮湿状态，当水在蒸发时的吸热降温作用使煤体在低温氧化过程中温度不能升高，起到了抑制煤炭自燃、延长自然发火期的作用。但当煤中水分蒸发减少到一定量后，阻化剂就无阻化作用，因为此时在煤上的液膜由于水的蒸发而破裂，起不到隔氧降温作用，唯有吸了一定量水的阻化剂溶液在煤体上形成液膜才是煤的阻化剂。

由于阻化剂防火效果较好，来源广泛，使用方便，防火成本低等因素，设计采用阻化剂作为日常防灭火技术。 5.2 阻化剂防灭火系统的基本要求

(1)选用的阻化材料不得污染井下空气和危害人体健康。 (2)明确规定阻化剂的种类和数量、阻化效果等主要参数。 (3)采取防止阻化剂腐蚀机械设备、支架等金属构件的措施。 5.3 阻化剂的选择

在实际应用中，阻化剂还应该满足以下要求：

(1)原料来源广泛，价格便宜，制备、使用方便，不会大幅增加采煤成本；

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(2)对人、设备及正常生产无影响； (3)具有较好的渗透性和附着性； (4)阻化率高，阻化寿命长。

目前，我国常使用的阻化剂有水玻璃（Na2O·nSiO2）、氢氧化钙Ca(OH)2、CaCl2等。其中水玻璃模数n严格要求在1～2之间，且其成本较高，吨煤成本高；氢氧化钙成本较低，阻化率较高，但其溶解度较小，和水混合后易形成固液混浊液，固体颗粒可对泵等产生破坏作用，且易出现堵塞现象，影响注液效果，另外，氢氧化钙碱性强，具有很强的腐蚀性，对注液设备的防腐蚀性要求高；而工业CaCl2具有来源广、供应稳定、成本低，对井下设备和金属构件腐蚀性小，对人体无害等优点，故选用工业CaCl2作为矿井防灭火阻化剂。 5.4 阻化剂浓度的确定

阻化剂的浓度既决定防火效果，又影响吨煤成本。阻化剂浓度越大，阻化效果越好，但吨煤防火成本也随着增大；阻化剂浓度过小，虽降低了吨煤防火成本，但防火效果较差。根据国内矿井使用效果来看，20%的溶液阻化率较高，阻化效果较好；10%的阻化液也能防火，但阻化率有所下降，因此，阻化剂浓度控制在15%～20%之间，一般不小于10%，可暂定把浓度控制在15%，以后根据实际的阻化效果进行适当调整，并采用重量法进行浓度测定。

阻化剂的浓度可用下式计算：

TT 100%100%CTV式中 ——阻化剂溶液浓度，%； C——阻化剂溶液量，kg； T——阻化剂量，kg；

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V——用水量，kg。 5.5 阻化剂防灭火系统选择

目前我国煤矿常用永久式、半永久式和移动式三种喷洒压注系统。 (1)永久式：在地面建立永久性的贮液池，从贮液池铺设一趟管道到采煤工作面上下口。利用静压(或泵加压)进行喷洒或压注。这种系统适用于井下范围小，采煤工作面距地面较浅的矿井。

(2)半永久式：在采区上下山或硐室内设置贮液池和注液泵，从注液泵出口到采煤工作面上、下口铺设管道。阻化液从贮液池经加压泵输送到工作面顺槽，经喷洒软管和喷枪，喷洒在采空区浮煤上；或经软管，注液钻孔，压注于煤体或发热区。半永久式压注喷洒系统为一个采区或一个区域服务。

(3)移动式：储液箱和注液泵安装在平板车上，放置在采煤工作面的平巷中，距工作面30m左右，经过输液管路将阻化剂输送到工作面进行喷洒。

考虑到永久式和半永久式喷洒压注系统需建储液池且铺设管路较长，而移动式工艺简单、施工快、投资小、机动性大。因此，设计选用移动式阻化剂喷洒压注系统，在采煤工作面向采空区有发火征兆的遗煤喷洒阻化液防止煤炭自燃。

5.6 采空区喷洒阻化剂防灭火工艺

应用阻化剂防火的主要方法有：表面喷洒、用钻孔向煤体压注以及利用专用设备向采空区送入雾化阻化剂。

阻化汽雾的实施需靠采空区漏风将其带入采空区而惰化浮煤，对全工作面实施困难较大，而且大的漏风对采空区防火是不利的。

因此，根据我矿的实际情况，选用在采空区遗煤有发火征兆时，在采

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煤工作面直接向采空区浮煤喷洒阻化剂。

（1）采空区喷洒阻化剂工艺

正常回采期间采空区每10天进行一次阻化剂喷洒试验，在检修班工作面进行，由人工拉上胶管利用喷枪沿工作面向采空区浮煤喷洒阻化剂。

在工作面轨道顺槽适当位置（尽量靠近工作面）放置阻化剂药箱，交换使用，按需浓度（20%）将工业CaCl2倒入储液箱，用供水管路严格按比例加足清水，配成溶液搅拌均匀后，用阻化剂喷射泵（置于平板车上）将阻化液沿顺槽和大溜电缆槽下方铺设（每20m安设一个三通接一个截止阀）的φ25mm高压胶管压至工作面，与φ13mm的胶管和喷枪相连。一台泵配一支喷枪，由专人手持喷枪，从溜子机头向机尾从支架间隙向采空区喷洒，每间隔5组支架喷一次，每次喷洒至少6min。喷洒阻化剂安排在检修班工作面放顶后进行。

喷洒系统工艺图如图5-1所示。

1 2 8 9 2 3 4 6 5 7 工采 作空 图5-1 移动式喷洒系统工艺图

1-供水管路；2-药液箱；3-吸液管；4-压力表； 5-阻化多用泵；6-高压胶管；7-阀门；8-三通；9-喷枪 阻化剂喷洒量计算

考虑到阻化剂阻化周期要求，喷射阻化剂时要求必须全面覆盖巷道顶部、煤壁。

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向采空区喷洒阻化剂一次喷洒量按下列公式计算： V=K1K2LShAγ-1 式中：

V—工作面一次喷洒阻化剂量，m3； K1—容易自燃部位喷洒量系数，取1.2； K2—采空区遗煤容重，t/m3，取0.9；

L—工作面长度，8号煤层150m，9号煤层173m；

S—一次喷洒宽度，按每日循环进度计算，8号煤层4.80m，9号煤层1.80m；

h—顶底板遗煤厚度，8号煤层0.10m，9号煤层0.30m； A—吨煤吸液量，0.058t/t； γ—阻化剂容重，1.05t/m3。

8号煤层向采空区喷洒阻化剂一次喷洒量：

V=1.2×0.9×150×4.80×0.10×0.058÷1.05=4.30(m3) 9号煤层向采空区喷洒阻化剂一次喷洒量：

V=1.2×0.9×173×1.80×0.30×0.058÷1.05=5.57(m3)

阻化剂喷洒每十天进行一次，同时要求矿方在喷洒过程中，根据实际情况，取得适宜的阻化剂浓度。

另一方面要定期检测阻化剂阻化率，及时调整阻化剂配比及材料，以适应煤层阻燃要求，阻化率按下列公式计算：

E=(A-B)×100%÷A 式中：

E—阻化率；

A—煤样处理前在100°C时，一氧化碳放出量(ppm)； B—煤样阻化剂处理后100°C时，一氧化碳释放量(ppm)； 设计要求阻化剂阻化率应在65%～85%之间。

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（2）打钻压注阻化剂工艺

对可能或已经开始氧化发热的煤体进行打钻压注阻化剂，其钻孔间距根据阻化剂对煤体的有效半径确定，钻孔深度应视煤壁压碎深度确定。钻孔的方位、角度要根据火源、高温点等位置确定。 5.7 阻化设备基本要求

（1）阻化设备必须符合中华人民共和国煤炭行业标准：MT/T700-1997《煤矿防火用阻化剂通用技术条件》。由于该矿投产时2个工作面生产， 需配备BH-40/2.5型阻化设备4台，两用两备。

（2）BH-40/2.5型煤矿用阻化剂喷射泵体积小，重量轻，运输携带方便，尤其对于井下自然条件较差，设备和人员运行不方便，难以运进较大设备的地点最为合适。该泵可用喷枪直接向残煤喷射阻化剂，又可利用雾化喷头喷雾，还可用于向煤体压注阻化剂。因此，设计选用BH-40/2.5型煤矿用阻化剂喷射泵，其主要技术参数为：

①额定流量：40L/min； ②工作压力：1～2.5MPa； ③最大射程：15m； ④电压：660/1140V； ⑤转速：700～800r/min；

⑥外形尺寸：(750×450×350)mm； ⑦功率：3.0kW；

⑧具有防爆合格证和“MA”证。 （3）其它配套设备选型如下：

①贮液箱（2个，一用一备）：由钢板焊成矩形箱体，容积1m3（可以1t固定矿车代之）。

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②排液管：干管选用φ25高压胶管（200m），支管选用φ13mm(20m)高压软胶管连接干管和雾化器或喷嘴，胶管压力要求不小于2Mpa。

③三通：选用K型三通，分别与干管和支管配套。

④阀门开关：设计在干管与支管中分别设置阀门，控制系统中的喷嘴。 5.8 注意事项

①为保证阻化剂防灭火效果，必须严格按比例进行配制，确保阻化率达到设计要求，配制时对溶液先进行充分搅拌，待其完全溶于水后，方可进行喷射工作。

②喷洒雾化工作开始前，应预先打开阻化剂喷枪开关，使阻化剂喷枪处于常开状态。在各项准备工作完成后方可接通电源开关，由低压力开始启动阻化泵，待系统运转正常后再把压力调至所需压力，开始正常喷洒雾化工作。每天工作结束前，必须用清水继续喷洒数分钟，以便对阻化泵和管路以及喷枪进行清洗。阻化泵运行中不可脱水空转，欲停止工作时，必须先将调压手柄扳到卸压位置，待压力降低后方可停机。每天工作结束后，必须关闭开关、切断电源。

③工作面上、下隅角，开切眼和停采线附近等重点防火区域，或当工作面遇到复杂地质情况，推进度放慢时，要适当加大阻化液的喷洒量和次数，提高该处的阻化效果。

④要保持阻化煤体的湿润，防止因煤中水分减少到一定限量时阻化作用停止而转变为催化作用，为节省费用，可以通过多次喷水保持环境具有较高的湿度来延长阻化寿命。

⑤阻化药液具有一定的腐蚀性，喷射工人需佩戴手套和雨衣，在喷洒过程应对机械设备及支架等金属构件进行遮盖或其它防护措施，喷洒完后应检查看是否有液体溅到金属构件上，若有应及时擦掉，可有效减少喷洒

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阻化剂带来的危害。

⑥当发现阻化泵压力表突然升高时，应考虑阻化剂管路是否堵塞，应根据具体情况及时卸压并关闭阻化泵，组织人员立即对管路进行检查处理，恢复正常后方可重新使用。出现其它异常情况，也要立即将调压手柄扳到卸压位置，待压力降低后方可停机。

⑦为保证阻化防火的有效性，应结合气体监测系统，定期检查工作面及采空区气体成分，同时观测温度、湿度和漏风量。

⑧阻化剂喷洒雾化工作人员每班暂定位4人，设组长1人，全面负责阻化剂喷洒雾化工作、负责电气开关和阻化泵使用和管理；喷洒工1人，负责使用喷枪实施喷洒工作；药液配制工2人，负责药液配制。

表5-1 阻化剂喷洒记录表

喷洒日期 喷洒地点 开始时间 年 月 结束时间 日 阻化剂用量 记事： 阻化剂浓度 日 年 月

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负责人签字： 喷洒地点示意图

88

6注氮防灭火系统

6.1注氮方式

氮气防灭火方式主要有发生火灾时的灭火注氮、以预防为主的连续性注氮、出现发火征兆时的间歇性注氮三种方式。

根据本矿井具体情况，设计确定采用间歇性注氮防灭火 ，可防、灭火兼顾，工作面生产过程中一般不注，根据监测系统监测分析的数据，有发火征兆时再实施注氮。这种方式即可保证工作面的安全回采，又可节省大量氮气，降低成本。 6.2注氮防灭火系统

氮气防灭火系统从制氮设备的位置上划分为地面固定式、地面移动式和井下移动式三种。

本设计采用地面固定式制氮设备，将制氮设备放置在地面的注氮车间内，制取的氮气通过管路输送至井下火区。 6.3注氮工艺

设计工作面采空区防火采用拖管注氮工艺。当监测系统提供出有发火征兆时开始实施注氮。在工作面进风测(运输顺槽)沿采空区埋设一定长度的钢管作为注氮管，它的移动主要利用工作面端头液压支架牵引，注氮管路随工作面的推移而移动，使其始终埋入采空区一定深度。

（1）注氮方法如下：

将5节10m长的φ89mm×4.5mm的地质钻杆用丝扣连接，然后将钻杆管路沿运输顺槽铺设到工作面下隅角，当工作面推移时管路便逐渐埋入采空区，管路埋入采空区长度应始终保持在15m～35m之间，以便拉管。为防止采空区碎矸堵塞出氮口，可预先将距出氮口2m内的钻杆上钻许多小孔，以使氮气流动畅通。当工作面出现发火征兆时，将埋入采空区内的钻杆拉至距切顶线15m处，然后用20m长的橡胶软管将其与顺槽管路接通，此后即可注氮。随着工作面的推进，当出氮口距工作面切顶线35m左右时，

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切断氮气，拔掉橡胶软管，用绞车将钻杆再拉至距切顶线15m处，连接好橡胶软管继续注氮，如此反复，直到把有发火征兆的范围甩入采空区窒息带为止。

6.4制氮设备的选择

①注氮防灭火惰化指标

注氮防火惰化，即注氮后采空区域内的氧气浓度不得大于7%。 注氮灭火惰化，即着火区域内氧气浓度不得大于3%。 ②注氮量计算 a.按吨煤注氮量计算 计算公式如下：

QN=5AK

3306024式中:

QN—注氮流量，m3/min；

A—年产量，8号煤层0.30Mt/a；9号煤层1.50Mt/a； K—工作面回采率，8号煤层97%;9号煤层83%。 则:

8号煤层:QN=3.06m3/min 9号煤层:QN=13.10m3/min b.按产量计算

在单位时间内注氮充满采煤所形成的空间，使氧化浓度降到防灭火惰化指标以下，计算公式如下：

QN=CA(11)

1440ρtn1n2C2式中:

QN—注氮流量，m3/min；

A—年产量，8号煤层0.30Mt/a；9号煤层1.50Mt/a；

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ρ—煤的密度，8号煤层1.40t/m3；9号煤层1.48t/m3； t—年工作日，330d； n1—管路输氮效率，90%； n2—采空区注氮效率，80%； C1—空气中氧的含量，20.8%； C2—注氮防火惰化指标，7%。 则： 8号煤层：

QN=CA(11)1440ρtn1n2C230000020.8%(1)1.23m3/min14401.4033090%80%7%

9号煤层：

QN=CA(11)1440ρtn1n2C2150000020.8%(1)5.84m3/min14401.4833090%80%7%

c.按采空区氧化带氧含量计算注氮量 计算公式如下：

QN=(C1-C2)Qv

CNC21式中:

QN—注氮流量，m3/min；

C1—采空区氧化带内原始氧浓度，18%； C2—注氮防火惰化指标，7%； Qv—采空区氧化带漏风量，5m3/min； CN—注入氮气中的氮气浓度，97%。

QN=(C1-C2)Qv(18%7%)513.75m3/min

CNC2197%7%1取以上计算的最大值，再考虑1.3的安全备用系数，采空区防灭火的

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最大注氮量为13.75×1.3=17.87m3/min=1073m3/h。

③制氮设备的选择

制氮设备分为深冷式、变压吸附式和膜分离式。深冷式出氮时间较长，而变压吸附式氮气出口压力略微偏低，一般为0.8MPa，设计选用变压吸附式。

根据计算，选择的制氮设备产氮量应不低于1073 m3/h，综合考虑本矿井防灭火要求，设计选用PSA-98-1200型制氮设备2台。 6.5输氮管路

氮气输送管按制氮机的氮气产量计算，即按氮气流量1200m3/h计算。计算公式如下：

D=145.7Q V式中:

D—管路内径，mm； Q—氮气流量，m3/min；

V—管道内氮气平均流速，20m/s。

D=145.7Q1200145.7147.5mm V6020选用D159mm×5mm无缝钢管。 6.6注氮气体监测及注氮安全管理

①在铺设注氮管的同时,采空区同时预埋束管监测探头，在注氮管或支管分叉处设置观测点(测定流量、压力、浓度及温度)，借助施放SF6示踪气体对注氮的流向与分布加以检测。

②以距工作面20m处采空区内气体成分进行调整,确保O2浓度小于9%,CO浓度小于0.0024%。当工作面出现高温、异味等情况时，必须加大注氮量。

③加强工作面及回风流的氧气检测，发现O2浓度小于20%，必须立即停止工作，减小注氮量，待O2浓度恢复20%后，方可恢复工作。

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④注意检查工作面、回风流，特别是回风上隅角的CH4浓度，发现上述地点瓦斯浓度超限时，可适当减小或停止注氮。

⑤利用氮气管路第一次向采空区注氮或停止注氮后恢复注氮时，必须先排出管路中的空气，避免将管路中的空气注入采空区。

7外因火灾防治

7.1 电气事故引发的火灾防治措施

7.1.1 井下机电设备硐室防灭火措施

井下主要机电硐室主要有中央变电所、水泵房、采区变电所、采区水泵房，采取以下防火措施。

(1)中央变电所、水泵房、采区变电所、采区水泵房及其通道均采用料石砌碹支护。

(2)中央变电所、水泵房设置向外开启的防火栅栏两用门，在两个出口通道内装设向外开的既能防水又能防火的密闭门。

(3)中央变电所、水泵房、采区变电所、采区水泵房、回采工作面液压泵站配备消防器材。

(4)回采工作面进、回风口，预先选择有永久性密闭点，并配备密闭所需材料。

(5)及时清理硐室内棉纱、油具等可燃物，消灭事故隐患。 7.1.2 井下电气设备的防火措施

井下电气设备均选用具有煤安标志产品，中央变电所选用KBSG型干式变压器，采掘工作面采用KBSGZY型移动变压器供电。

井下低压配电系统采用KBZ系列矿用隔爆型真空馈电开关作为相应配电点总开关。该系列开关具有漏电保护、选择性漏电保护、漏电闭锁、

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过流保护、欠压保护、温度保护、风电闭锁、模拟试验等功能。

掘进工作面实行风、电闭锁，并通过安全监控系统实行瓦、电闭锁。 井下低压动力设备的控制开关均选用QBZ系列隔爆型真空电磁起动器；QBZ系列开关具有短路、过负荷、单相断线、漏电、闭锁保护及远程控制功能。

煤电钻电控设备选用了具有短路、过载、漏电保护及远距离起动和停止功能的装置。

各斜井井筒，运输大巷，工作面顺槽，变电所，机电设备硐室等处设固定照明。照明变压器选用BZX-4.0型矿用隔爆型照明信号变压器综合装置。灯端电压127V。照明灯具选用EXJ-18/127矿用隔爆节能荧光灯。

矿井采用10KV下井供电，下井电缆采用MYJV22型胶联电缆，配电系统采用具有煤安标志的MYPTJ型矿用橡套屏蔽电缆，660V供电系统采用具有煤安标志的MY型矿用橡套软电缆，煤电钻选择MZ型煤矿用电钻橡套电缆，照明选择MYQ型煤矿用橡套轻型软电缆，井下电缆全部采用阻燃型抗静电铜芯电缆。

7.1.3 井下电缆的防火措施

副斜井井底设1座主变电所，其电源从地面变电所以10kV不同母线段向井下供电，2回下井电缆经副斜井敷设至井下主变电所。电缆型号为MYJV22-10kV 3×95mm2交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，每条长800m。主变电所10kV及660V母线侧均采用单母线分段的接线方式，井下电压等级为10kV、1140V、660V；照明、电钻电压为127V。

在井下装有电气设备的硐室和单独装设的高压电气设备、低压配电点或装有3台以上电气设备的地点等处，均设局部接地极，局部接地极可设置于巷道水沟内或其他就近的潮湿处。在主、副水仓中各埋设1块主接地

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极，主接地极应用耐腐蚀的钢板制成，其面积不得小于0.75m2、厚度不得小于5mm。利用铠装电缆金属外皮和橡套软电缆的接地芯线，把分布在井下各处的局部接地极连接起来，并和主接地极连接构成总接地网。连接主接地极的接地母线采用截面不小于50mm2的铜线；电气设备的外壳与接地母线或局部接地极的连接，电缆连接装置两头的铠装、铅皮的连接，接地线采用截面不小于25mm2的铜线。

接地网上任一保护接地点的接地电阻值不得超过2Ω。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1Ω。

严禁井下配电变压器中性点直接接地，严禁由地面中性点直接接地的变压器或发电机直接向井下供电。下井电缆以及井下由变电所、移动变电站或配电点引出的馈电线上，应装设短路、过负荷和漏电保护装置。

井下电力电缆需要连接的地方均采用矿用隔爆接线盒连接。井下橡套电缆的修补连接采用冷补方式。电缆与电气设备的连接，必须用与电气设备性能相符的隔爆接线盒。

7.1.4 井下电气设备的各种保护

严禁由地面中性点直接接地的变压器直接向井下供电，严禁井下配电变压器中性点直接接地。

井下低压馈电回路均装设有带选择性的漏电保护装置，能自动切断漏电的馈电线路。井下所有电动机控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护功能。井下低压馈出回路均装设有带选择性漏电保护的装置，能自动切断漏电的馈电线路。井下所有电机控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护功能。煤电钻必须使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的综合保护装置。

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每班使用前，必须对煤电钻综合保护装置进行1次跳闸试验。

为了防止井下人身触电，保证人身安全，按照《规程》要求，必须将电气设备的金属外壳进行可靠接地。井下主变电所主排水泵房水仓中设主接地极，各配电点均设局部接地极。橡套电缆的接地芯线及屏蔽层、电缆的铠装、接地干线等相互连接，并与主接地极、局部接地极连接成一个总的接地网，网上任一接地点所测的接地电阻值应小于2Ω，每一个移动式和手持式电气设备至局部接地之间的保护接地连接导线的电阻值不超过1Ω。电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的的电气设备的金属外壳、构架，铠装电缆的钢带(或钢丝)、铅皮及屏蔽护套等均设有保护接地。

7.1.5 井下电气设备的检查、维护、修理和调整

电气设备的检查、维护和调整，必须由电气维修工进行。井下电气设备防爆性能遭破坏的，必须立即处理或更换，严禁继续使用。电气维修工人在具体操作时，严格按照《煤矿安全规程》第四百八十八条、第四百八十九条、第四百九十条、第四百九十一条之规定执行。

表7-1 电气设备和电缆的检查、调整规定

检查、调整项目 检查周期 备 注 使用中的防爆电气设备的每月一次 每日应由分片负责电工检防爆性能检查 查1次外部 配电系统继电保护装置检每6个月一负荷变化时应及时整定 查整定 次 高压电缆的泄漏和耐压试每年1次 验 主要电气设备绝缘电阻的每6个月不检查 少于1次 固定敷设电缆的绝缘和外每周应由专责电工检查1每季一次 次外部和悬挂情况 部检查 移动式电气设备的橡套电每班由当班司机或专职电每月一次 缆绝缘检查 工检查1次外皮有无破损 接地电网接地电阻值测定 每季1次

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新安装的电气设备绝缘电 阻和接地电阻的测定 7.2 带式输送机着火的防治措施

投入运行以前 (1)严禁超设备额定能力提升和运输，及时清理巷道内的浮煤及杂物，保持巷道清洁。

(2)正确使用及时维护设备配备的相应的保护装置，使其正常工作，严禁带病作业。

(3)严格使用具有煤安标志的配件。

(4)井下带式输送机选用阻燃胶带；配备PJB-Ⅱ型皮带综合保护装置。该装置具有驱动轮防滑保护、烟雾保护、温度保护和堆煤保护功能，装备有自动洒水和防跑偏装置。 7.3 其它火灾的防治措施

7.3.1 防止地面明火引发井下火灾的措施

(1) 矿井排矸场地位于工业场地南部5km处的荒沟内，且矸石采用层层堆放压实并喷洒石灰乳的方法处理，不会对井下生产造成威胁。

(2) 矿井地面坑木加工房位于辅助生产区内，距离各进风井口100m以上，不会对井下生产造成威胁。

(3) 各进风井筒井口房采用不燃性材料建筑，井口设有防火装置，均可阻止地面明火入井。地面建筑均配备消防安全设施，并设计有避灾安全出口。

(4) 在工业场地东部设有地面消防材料库，库房内按规定配备了消防器材。

(5) 在进、回风井口20m内严禁烟火，严禁携带明火下井，进口电气设备必须有防雷击和防短路的保护装置。

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(6)井下消防洒水池利用现有的一座容积为500m3的水池和一座100m3

的水池，另外有一座500m3的生活水池作为备用水池，采用静压向井下供水，消防和洒水采用合流制供水系统，枝状布设管网，管材采用无缝钢管，DN≤50mm的管道，采用丝扣连接，其它采用卡箍式柔性管接头连接。

7.3.2 防止地面雷电波侵入井下

为防止地面雷电波及井下引起瓦斯、煤尘爆炸及火灾，设计采取以下措施：

(1)引入井下的供电线路在变电所设有避雷器，均埋地敷设，井口附近设2处集中接地,接地电阻不大于5Ω，两接地极的距离应大于20m。

(2)由地面直接入井的机架、轨道、井架及各种露天架空引入(出)的管路等，在井口附近将金属体做不少于2处的良好的集中接地,接地电阻不大于5Ω，两接地极的距离应大于20m；

(3)通信线路在入井处装设有熔断器和防雷电装置。

(4)监控用通信电缆经与KJ78N监控系统配套的485信号避雷器后入井。

7.3.3 地面建筑防火

地面油脂库、汽油库均按国家有关规定建筑，远离井口，库存量必须满足规定要求，配设有消防设施；地面各建筑物均设置消防设施及避灾安全出口。

7.3.4 防止井下爆破引发火灾

(1)为了防止井下爆破引发火灾，设计采取下列措施：

a、所有放炮人员，包括放炮、送药、装药人员，必须熟悉爆破材料性能。井下放炮工作必须由专职放炮员担任。放炮员必须由经过专门训练、有2a以上采掘工龄的人员担任，并持有有关部门发给的放炮合格证，放

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炮员必须依照放炮说明书进行放炮。

b、严禁使用冻结的或半冻结的硝化甘油类炸药，不得使用水分含量超过0.5％的铵梯炸药。硬化的硝酸铵类炸药，在使用前应揉松，使其不成块状，但不得损坏药包线，严禁使用硬化至不能揉松的硝酸铵类炸药，也不能使用破乳或不能用手揉松的乳化炸药。

c、掘进工作面必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管，使用煤矿许用毫秒延时电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms，不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。

d、在掘进工作面，如采用毫秒爆破，在掘进工作面必须全断面一次起爆。

e、放炮员必须把炸药、电雷管分别存放在专用的炮药箱内，并加锁，炮药箱必须放到顶板完好、支架完整、避开机械、电气设备的地点。每次放炮时，都必须把炮药箱放至警戒线以外的安全地点。

f、矿方应按《煤矿安全规程》等有关规定，制定出井下爆破的作业规程，并严格执行。

(2)爆破器材储存安全措施

a、各种爆破材料(包括炸药、雷管)的单一品种都应专库贮存。 b、地面爆破材料库，必须有发放爆破器材的专用套间或单独房间，发放雷管时，必须在铺有导电的软质垫层并有边缘突起的桌子上进行。

c、建立爆破材料领退制度、电雷管编号制度和爆破材料丢失处理办法。

d、电雷管(包括清退入库的电雷管)在发给放炮员前，必须用电雷管检测仪逐个作全电阻检查，并将脚线扭结成短路，严禁发放电阻不合格的电雷管。

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e、井上、下接触爆破材料的人员，应穿棉布或抗静电衣服，严禁穿化纤衣服。

7.3.5 空压机的防火与防爆措施

(1)空气压缩机必须有压力表和安全阀。压力表必须定期校准。安全阀和压力调节器必须动作可靠，安全阀动作压力不得超过额定压力的1.1倍。使用油润滑的空气压缩机必须装设断油保护装置或断油信号显示装置。水冷式空气压缩机必须装设断水保护装置或断水信号显示装置。

(2)空气压缩机的排气温度单缸不得超过190℃、双缸不得超过160℃。必须装设温度保护装置，在超温时能自动切断电源。

(3)空气压缩机吸气口必须设置过滤装置。

(4)空气压缩机必须使用闪点不低于215℃的压缩机油。

(5)空气压缩机的风包，在地面应设在室外阴凉处。风包内的温度应保持在120℃以下，并装有超温保护装置，在超温时可自动切断电源和报警。

风包上必须装有动作可靠的安全阀和放水阀，并有检查孔。必须定期清除风包内的油垢。新安装或检修后的风包，应用1.5倍空气压缩机工作压力做水压试验。在风包出口管路上必须加装释压阀，释压阀的口径不得小于出风管的直径，释放压力应为空气压缩机最高工作压力的1.25～1.4倍。

7.3.6 防止机械摩擦、撞击等引燃可燃物的措施等

井下除采煤机、胶带机、刮板转载机外，机械设备较少，但电器设备较多，注意高温保护，电器设备附近严禁有可燃易燃物品，生产工具如铁铲、煤电钻等在生产过程中严禁撞击井下可燃物。

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7.4 井上下防火门

防火门（墙）是在矿井发生火灾进行防灭火过程中用于风量调节、调度（增减风量、短路通风、反风等），以控制火灾发展、蔓延，或对火灾进行封堵密封。

7.4.1 井上防火门

进风井口应装设防火铁门，防火铁门必须严密并易于关闭，打开时不妨碍提升、运输和人员通行，并定期维修。

7.4.2 井下防火门

《煤矿安全规程》第二百四十条规定：开采容易自燃和自燃的煤层时，在采区开采设计中，必须预先选定构筑防火门的位置。当采煤工作面投产和通风系统形成后，必须按设计选定的防火门位置构筑好防火门墙，并储备足够数量的封闭防火门的材料。

（1）防火门设置位置

根据后安煤业煤矿井下实际情况，综采工作面防火门门墙（套）具体位置设置在两顺槽端口处内侧（距两顺槽口6米左右）。

（2）防火门施工要求

①采煤工作面形成生产和通风系统后，根据现场情况确定防火门位置和规格，构筑好防火门墙（套）。

②防火门墙（套）必须采用砖、沙等不燃性材料构筑。 ③墙体厚度不小于600mm。

④墙体四周应掏槽，以见实帮实底为准，砌碹锚喷巷道可不进行掏槽，但墙与砖接茬处必须用水泥灌实。

⑤墙体无重缝、干缝，灰浆饱满不漏风。

⑥防火门采用“内拆插口”结构，中间采用防火板封闭。

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⑦防火门断面符合行人、通风和运输要求。 ⑧防火板材加工要求

Ⅰ防火门板材厚度不得低于30mm，宽度不小于300mm，拆口宽度不小于20mm，外部包铁皮或喷涂防火涂料。

Ⅱ防火板材要逐次编号，排列整齐，并定期检查发现变形腐朽或丢失要及时更换或补充。

⑨墙体凹槽采用槽钢加工，位于墙体里侧三分之一处，嵌入墙体中，宽度不大于50mm，横梁采用“w”型钢或钢轨、“π”型钢等不燃性材料加工，并留有方便防火板安装的插口。

（3）防火门施工操作注意事项

①按照1∶3的灰、砂比例配制垒砌墙体的水泥砂浆。 ②将砌墙用的砖块用水浸湿，尽量多吸收水分。

③用砖、料石砌墙时，竖缝要错开，横缝要水平，排列必须整齐；砖块之间要用砂浆抹均；灰缝要均匀一致；墙心逐层用砂浆填实。

④墙体封顶要与顶帮接实。如果最后剩余的空间不足一砖的厚度，应用瓦刀将整块的砖切成片砖，再施工至顶部。不得留有空隙。需要搭脚手架时，脚手架要搭设牢固可靠，架上不许堆放过多的材料，取料要相互配合好。

⑤墙体砌实后要勾缝或抹面，水泥砂浆比例为1:1，墙四周要抹裙边，其宽度不少于0.1米。要求抹平，打光压实。

⑥若需要在墙垛中通过电缆线路，在砌墙时要预留孔口孔位或安设电缆孔。

⑦为了增加槽钢的稳定性，在端头加工固定耳；横梁端头嵌入墙体不小于200mm,并用砂浆灌实。

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⑧防火板放置在距离墙体较近的位置并摆放整齐，定期安排人员检查。

⑨防火门垒砌施工时要充分考虑下一步巷道提升运输支架等大型设备的空间。

⑩每个工作面防火门的具体设置在措施中明确，并在“OA”上公示，到达既能满足生产要求，又能在出现事故后有效地封闭工作面进回风流。

（4）其他

矿井所有防火门施工严格按照上述规定执行，保证防火门安全可靠，位置合理，以便在矿井发生火灾及煤炭自燃事故时所起到的应有的作用。

（5）防火门门墙结构示意图

图7-1 防火门门墙结构示意图（单位：mm）

7.5 灭火器材配备

《煤矿安全规程》第226条规定：井下爆炸材料库、机电设备硐室、检修硐室、材料库、井底车场、使用带式输送机或液力偶合器的巷道以及采掘工作面附近的巷道中，应备有灭火器材，其数量、规格和存放地点可参照表7-2确定。

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井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。

表7-2 井下灭火器配备表

序号 1 配备地点 井下爆炸材料库 灭火器种类 10L泡沫灭火器 数量 3 1 4 3 2 2 2×2 2×2 2 2 8 4 配于泵站进风侧 4 2×3 2 2 备注 1台泡沫灭火器配于发放室； 另2台配于贮存室 有液压装置时另加至少0.5m3砂子或岩粉 2 3 4 5 6 7 8 50kg干粉灭火器 10L泡沫灭火器 井底车场 CO2灭火器 CO2灭火器 主水泵房 8kg干粉灭火器 CO2灭火器 采区水泵房 8kg干粉灭火器 CO2灭火器 主（采区）变8kg干粉灭火电所 器 井下移动变CO2灭火器 电站 10L泡沫灭火器 8kg干粉灭火液压泵站 器 8kg干粉灭火器 10L泡沫灭火器 充电硐室 8kg干粉灭火器 7.6 井上下消防材料库

《煤矿安全规程》第227条规定：井上、下必须设置消防材料库，并

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遵守下列规定：

（1）井上消防材料库应设在井口附近，并有轨道直达井口，但不得设在井口房内。

（2）井下消防材料库应设在每一个生产水平的井底车场或主要运输大巷中，并应装备消防列车。

（3）消防材料库储存的材料、工具的品种和数量应符合有关规定，并定期检查和更换；材料、工具不得挪作他用。

井上消防材料库备品确定可参考表7-3，井下消防材料库备品确定可参考表7-4。上述的消防材料和工具非因处理事故不得使用，因处理事故所消耗的材料，必须及时补齐。

表7-3 井上消防材料库备用品表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 清水泵 泥水泵 Ф100mm消火水龙带 Ф75mm消火水龙带 Ф52mm消火水龙带 Ф52mm普通消火水枪 Ф52mm多用消火水枪 Ф52mm喷雾消火水枪 高倍数泡沬发生装置 备用品名称 单位 数量 台 台 m m m 支 支 支 套 套 t t 个 个 个 105

备注 或存放于设备库内 或存放于设备1 2 库内 200 300 300 5 2 2 1 2 或存放于设备库内 或存放于设备10 消防泡沬喷枪 11 高倍数泡沬剂 12 消防泡沬剂 13 分流管 14 集流管 15 消火三通

库内 或存放于设备0.5 库内 或存放于设备0.2 库内 4 2 4

16 阀门 17 Ф52mm斜喷消火阀门 18 Ф110mm快速接头及帽盖垫圈 19 Ф75mm快速接头及帽盖垫圈 20 Ф75mm快速接头及帽盖垫圈 21 吸液器 22 管钳子 23 折叠式帆布水箱 24 轻型钩杆 25 重型钩杆 26 救生绳 27 橇棍 28 木锯 29 平板锹 30 伸缩梯 个 个 套 套 套 个 把 个 个 个 根 根 把 把 副 4 4 30 20 40 2 8 1 2 1 4 2 2 4 1 续表7-3 井上消防材料库备用品表

序号 31 组装梯 32 普通梯 33 小靠梯 34 10L泡沬灭火器 35 CO2灭火器 36 8kg干粉灭火器 37 12II灭火器（2L） 38 喷雾喷嘴 39 泡沫灭火器起泡药瓶 40 灭火岩粉 41 石棉毯 42 20L汽油桶 43 20L普通油桶 44 风筒布

备用品名称 单位 数量 副 副 副 个 个 个 个 个 个 kg 块 个 个 m 1 2 2 备注 25 10 14 14 4 50 500 5 1 2 500 106

45 水泥 46 水玻璃 47 石灰 48 Ф1/4“速接钢管 49 Ф1/2“速接钢管 50 Ф1 “速接钢管 51 Ф100mm钢管 52 Ф150mm钢管 53 Ф200mm钢管 54 Ф75mm胶管 55 28kW局扇 56 11kW局扇 57 接管工具 58 φ15mm胶管 59 Ф10mm胶管 60 单相变压器 t t t 节 节 节 m m m m 台 台 套 m m 台 5 1 4 50 每节15m 50 每节10m 50 每节10m 500 100 50 500 3 3 4 500 500 3 续表7-3 井上消防材料库备用品表

序号 备用品名称 单位 数量 台 m 台 盏 kg 台 条 m m 副 条 台 m3 m3 107

备注 61 电力开关 62 电缆 63 轻型溜子 64 探照灯 65 玻璃棉 66 风镐 67 安全带 68 钢绳梯 69 Ф12mm镀锌钢丝绳 70 担架 71 麻袋或塑料编织袋 72 潜水泵 73 砖 74 料石

3 2 4 2 5 500 1000 100 200 2 500 2 或存放于库房内 10 10

75 方木 76 木板 、 3”、 4”） 77 铁钉（2”m3 m3 kg 3 5 50 表7-4 井下消防材料库主要材料明细表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 品种 φ100mm消火水龙带 φ75mm消火水龙带 φ52mm消火水龙带 φ52mm普通消火水枪 φ52mm喷雾消火水枪 φ110/75mm变径管节 φ75/52mm变径管节 φ110mm喷嘴 φ75mm喷嘴 φ52mm喷嘴 分流管 单位 m m m 支 支 个 个 个 个 个 个 个 个 个 套 套 套 把 根 根 把 把 副 台 台 台 台 108

规格 100 300 400 2 2 4 10 6 8 14 3 1 4 4 10 20 40 6 4 2 2 4 1 25 10 10 4 数量 每根长20m 已有 已有 12 集流管 13 消火阀门生柱 14 斜喷消火阀门 15 φ110mm垫圈 16 φ75mm垫圈 17 φ52mm垫圈 18 管钳子 19 救生绳 20 撬棍 21 木锯 22 平板锹 23 伸缩梯 24 10L泡沫灭火器 25 CO2灭火器 26 8kg干粉灭火器 27 1211灭火器(2L)

28 喷雾喷嘴 29 泡沫灭火器起泡药瓶 30 灭火岩粉 台 个 kg 4 50 500 续表7-4 井下消防材料库主要材料明细表

序号 品种 31 石棉毯 32 风筒布 33 水泥 34 石灰 35 φ150mm钢管 36 φ100 mm钢管 37 φ75 mm钢管 38 φ75 mm钢管 39 φ52 mm钢管 40 φ50 mm伸缩风筒 41 接管工具 42 φ15 mm胶管 43 φ10 mm胶管 44 安全带 45 绳梯 46 φ12mm镀锌钢丝绳 47 麻袋或塑料纺织袋 48 砖 49 砂子 50 方木 51 木板 52 铁钉(2″、3″、4″)

单位 块 m t t m m m m m m 套 m m 条 副 m 条 块 m3 m3 m3 kg 规格 4 500 2 2 100 300 500 300 500 150 1 200 200 5 2 200 500 4500 2 2 5 20 数量 选用时请与厂家校核φ50mm伸缩风筒型号及规格是否正确

109

8 矿井总体防灭火措施

8.1 开拓开采方面措施

（1）选择合理的开拓方式及巷道布置。设计中虽然将巷道布置在煤层中，但井底车场及硐室均采用料石砌碹支护，碹后冒落处用不燃性材料充填，或用无腐蚀性、无毒性材料处理。

（2）选择合理的采煤方法，并遵守正常的开采顺序，回采工作面采用后退式回采。回采过程中不随意留煤垛或煤柱。

（3）加快回采工作面推进速度快，有利于防止煤炭自燃。 （4）回采中尽量减少丢煤，回采工作面浮煤要清扫干净，在空间上减少煤炭的氧化，防止煤炭自燃。

（5） 在煤层的运输、回风大巷中构筑防火门。 （6） 在回采工作面采完后，应立即进行永久性封闭。

（7）开拓部署及采区巷道布置要保证各工作地点风流畅通，煤层巷道要满足《煤矿安全规程》规定的最低风速。 8.2 通风方面措施

防火对通风系统的要求是：风流稳定，漏风量少及通风网路中的有关区段易于隔绝。为了减少漏风，设计采取以下措施：

（1）选择合理的通风系统。结合开拓方式和开采顺序，采用全负压通风系统。

（2）工作面采用独立通风。矿井布置有单独的进、回风巷道，各工作面有独立的风流，避免串联风。这样既可降低矿井通风阻力，减少漏风，也有利于调节和控制风量。在矿井发生火灾时，便于控制风流，抢救人员，隔绝火区，限制受灾范围。

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（3）正确选择通风设施的安设位置。风门、风桥、调节风门等井下通风设施应安设在围岩稳定、压力小、支护完整、煤壁完好的地点。生产过程中要确保通风构筑物质量并注意维护，不产生漏风。

（4）利用调节风压法减少漏风。调节风压法的实质是设法调整和改变通风系统内的风压分布，降低漏风通道两端的风压差，达到减少漏风、抑制自燃的目的。

8.3 巷道掘进期间防灭火措施

后安煤业开采的9煤层为厚煤层，工作面进回风顺槽沿煤层一次性掘出，服务时间长，在长期矿山压力作用下可能会出现巷顶和巷帮煤体破碎、位移、裂隙发育、空帮等情况，由于该区域煤体破碎，加之长期微风漏风，易于积聚热量发生自燃。

（1）掘进时最大限度减少顶煤松动下沉量，尽量减少破坏围岩、煤体松动圈；并严格按照施工工艺进行支护，确保支护质量，减少顶帮煤体的位移量。

（2）瓦检员每班不少于两次到迎头检查气体的浓度和温度，并查看整个巷道的气体的浓度和温度，监测自燃隐患情况。

（3）维持巷道帮顶的平整度，减少局部扩散漏风供氧的可能性。 （4）加强风筒质量的管理，减少风筒漏风，减少向巷道煤体的漏风。 （5）巷道掘进期间发生冒顶，必须在采掘工程图上标注，并进行充填处理，杜绝漏风供氧现象。高冒处实行挂牌管理，并打钻定期对高冒处的温度及气体成分进行观测分析。钻孔施工及束管监测布置示意图如图8-1所示。

（6）当通过观测孔监测到出现自然发火标志气体，采取打钻压注凝胶进行处理。灭火钻孔深度大于5m，与巷顶呈30°～35°仰角，下φ40mm

111

的花眼钢管，采用“长短结合、交叉布置、排距适中、全面覆盖”的方式，覆盖整个温度异常区。

 快凝水泥 炮泥 炮泥 快凝水泥 1.5m 图a 巷帮钻孔施工示意图 图b 巷顶钻孔施工示意图 快凝水泥 炮泥 速凝水泥 束管 夹子 测温探头 图c 钻孔封孔施工示意图

图8-1 钻孔施工及束管监测布置示意图

8.4 工作面安装期间防灭火措施

工作面安装期间自燃隐患主要来自于开切眼周边破碎煤体，尤其是开切眼和采空区侧煤壁交接区附近。开切眼断面较大，受矿压影响易压裂破碎，存在漏风供氧；支架设备安装时，供风量较小，风流温度较高；安装时间较长，初期工作面推进度速度一般相对较慢，开切眼松散煤体氧化升温时间长，煤体温度较高，因此开切眼区域采空区是自燃易发生地点。

（1）工作面安装前和安装期间对开切眼周边煤壁及扩切眼侧破碎离层等自燃危险区域采用直接喷洒阻化剂的措施进行自燃防火的预防。

（2）优化工作面设备选型、配套，工作面安装时应加快其速度，尽可能地缩短破碎煤体的氧化时间，并合理调整供风量，减低氧化危险性。

（3）安装期间合理调整供风量，减少风量，降低氧化危险性。 （4）安装期间加强自燃隐患的检测，瓦检员每班不少于两次进行气体的浓度和温度的监测

112

（5）对架顶存在的冒落孔洞进行充填并喷浆处理。

（6）对出现自燃隐患地点采取短钻孔压注凝胶灭火措施。一般利用快速灭火钻机打孔，孔深2～3m，孔径42mm，使用橡胶封孔器封孔，再用凝胶泵压注。

8.5 工作面正常回采期间防灭火措施

工作面正常生产期间，严格按设计和工艺要求采煤，提高回采率，减少人为丢煤量；加快工作面推进度，并采取以预防性灌浆和喷洒阻化剂（工业CaCl2）为主的防灭火措施。 8.6 工作面停采期间防灭火措施

工作面因故停采或推进速度缓慢时，采空区浮煤发火可能性增大，主要采取以下防灭火措施：

（1）及时在进回隅角挂设风障或封堵墙，减少向采空区漏风； （2）加大阻化剂喷洒次数和数量，以保证阻化效果； （3）实行连续性灌浆；

（4）加强对采空区浮煤的监测监控，做好自然发火的预测预报工作。 封堵墙在构筑时按照以下原则：

（1）用编织袋装黄土或粉煤灰等不燃性材料砌筑；

（2）墙体厚度1.5～3m，四周与顺槽顶、帮和冒落的矸石结实； （3）封堵墙间隔30m左右。 8.7 工作面回撤期间防灭火措施

工作面回撤期间，由于工作面停止不前，并且风量和通风方式发生改变，采空区浮煤发火可能性增大，主要采取以下防灭火措施：

（1）工作面停采后，控制工作面风量，保持工作面温度不超过25℃，

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风速不低于0.4m/s，减少工作面向采空区漏风。

（2）工作面推至停采线后，及时在进回隅角建立封堵墙，减少向采空区漏风。

（3）加强自然发火隐患检测力度，每5架设一个测点，每班由专职人员进行气体浓度和温度全面测定，及时预报自燃情况。

（4）实行连续足量灌浆，以出现浆液堆积为止。对远离灌浆管口的地方灌浆效果不佳时，可采用洒浆的方法从工作面向采空区喷洒泥浆。

（5）加强机电设备维护，集中力量，优化劳动组织，在1个月内全部撤除。

8.8 工作面封闭后防灭火措施

（1）工作面回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。 （2）密闭墙按设计指定的地点砌筑。密闭墙厚2m，里外墙均用料石或砖砌筑，墙厚500mm，水泥砂浆抹面，抹面厚度应大于20mm，中间充填1m黄土，加少量白灰粉，每加高200mm捣一次；密闭的四周要掏槽，其掏槽见实煤后，不小于350mm×350mm；墙面要平整、无裂缝、重缝和空缝。在倾角超过30°的巷道砌筑密闭时，密闭墙体宜垂直于巷道轴线，并采用基座结构，用以承受测压和自重。墙基四周必须嵌入巷帮一定深度，煤壁宜大于1米。

（3）密闭墙按规定留设措施孔、观察孔和放水孔。设置如下： ①放水孔：直径不少于50mm，并带有水封结构，用于观测水温、疏放密闭内积水，离底板300mm处；

②观察孔：直径不少于25mm，用于观测压差、气温和取样，离底板高度为墙高的2/3处；

③措施孔：直径不少于100mm，以备灌浆或注氮用，离顶板300mm处；

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3505001000500

巷道顶板300措施孔观察孔料石2/3h黄土 料石放水孔300 巷道底板350图8-2 密闭墙结构示意图

（4）密闭墙砌筑完毕后，立即完善灌浆管路系统，进行充填灌浆，注实停采线。

（5）定期对密闭墙内外气体情况进行检查，平时用便携仪检测，阶段性取样用色谱仪分析，掌握封闭区内气体成分的变化，发现自燃隐患，立即采取措施。

（6）对遭变形破坏的墙体，要组织人员及时维护，确保密闭处于完好状态。

8.9 工作面安全回采合理推进度确定

回采工作面采空区遗煤自燃需要不断的通风供氧，但当风流过大时，氧化生成的热量可被风流带走；太小时，供给的氧气又不足以维持氧化的发展。按照漏风大小和遗煤发生自燃的可能性，采空区可分为“三带”：散热带、自燃带和窒息带，由于各个矿井的通风、开采、地质等条件不同，应根据现场实测采空区气体和温度变化结果，确定“三带”各自的宽度，

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同时结合矿井最短自然发火期，确定工作面安全回采合理推进速度。当工作面日推进度大于合理推进速度时，采空区一般不会发生自燃，这是防止矿井自燃火灾最经济适用的方法。

116

9 火灾事故应急救援

煤矿是一个特殊的高危行业，其生产环境复杂，作业条件差，通风系统复杂，自然灾害多，特别是火灾事故对矿井安全造成极大的威胁，极易引发CO中毒、瓦斯爆炸、煤尘爆炸等事故。因此，做到火灾事故的预防是关键，但一旦发生火灾事故，就必须采取得力的应急救援方案。为了避免火灾事故发生造成现场混乱，贻误救灾时机造成重大的人员伤亡和财产损失，明确各职能部门在火灾发生时的职责和分工，依据《煤矿安全生产事故应急救援预案》，结合后安煤业实际情况，特制订本预案。 9.1 事故类型和危害程度分析

9.1.1 事故类型及发生的原因

根据热源不同，矿井火灾可分为两大类，一是外因火灾，另一类是内因火灾，内因火灾占火灾总数的90%以上。

（1）内因（自然）火灾是煤等自然物在适当的通风供氧条件下，产生热量积聚，并达到着火点而形成的火灾。其发生有一个较为缓慢的演变过程，并有预兆；但火源隐蔽，灭火难度大。在整个矿井火灾事故中，内因火灾占的比例很大，因而是矿井防灭火工作中的治理重点。

（2）外因火灾是由外部高温热源引起可燃物着火而形成的火灾，其发生突然、来势迅猛。燃烧往往是在表面进行，如发现及时，还是容易扑灭的，但如初期未能及时控制，则发展迅速，可能成恶性事故。

9.1.2 矿井火灾危害程度分析

矿井火灾是煤矿的严重灾害之一，其危害很大，主要表现在以下几点： （1）直接威胁井下人员的生命安全。矿井火灾对人的危害，主要是在火灾发展期间产生大量的有害气体，据国内统计，在矿井火灾事故中遇难人员95%以上是烟雾中毒所致。

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（2）火灾发生后，形成火风压，出现风流紊乱现象，破坏矿井正常通风系统，使灾情扩大。

（3）造成国家资源损失。发生火灾后封闭火区将冻结大量可采煤量，严重地影响矿井的寿命。

（4）使财产遭受严重损失，发生火灾后有时会烧毁设备或来不及撤除就被封闭在火区内；从灭火救灾到启封恢复生产，需要动用大量的人力、物力和财力；因火灾事故停产所造成的损失难以估量。

（5）矿井火灾产生的高温火源可能引起瓦斯、煤尘爆炸事故。 9.2 应急处置基本原则

井下发生火灾情况千变万化，尤其是火灾的地点不同，特点不同，所采用的方法也不相同，所以处理井下火灾的基本原则是：

（1）首先撤出灾区和一旦因发生瓦斯煤尘爆炸事故而受到威胁地区的人员。

（2）抢救遇难人员，采取措施防止有毒有害气体向人员集中的地方蔓延。

（3）切断火灾事故区电源，防止处理事故中救护人员触电和发生瓦斯煤尘爆炸。

（4）设专人检查瓦斯和风流变化，并控制煤尘飞扬，在有爆炸危险时，立即撤出人员。

（5）积极组织人力物力控制火源直接灭火，当直接灭火无效时，应采取隔绝灭火法封闭火区。

（6）严密注视顶板变化，防止因燃烧造成顶板垮落和造成风流风量的变化。

118

9.3 组织机构及职责

9.3.1 应急组织体系

矿成立矿井火灾事故应急救援指挥部。

火灾事故应急总指挥结构图

总指副总指挥：书记、副矿长、成 员：各职能抢险救援组、技术专家组、治安保卫组、

9.3.2 指挥机构及职责 （1）指挥部

①事故发生后，立即启动应急救援预案，并按照规定时限和程序，及时向集团公司、所在地县市人民政府及其煤炭管理部门和省煤炭管理部门、安全生产监督管理部门等汇报。

②组织有关部门按照应急预案迅速开展抢救计划，力争将财产损失降到最低。

③根据事故发生的状态，统一部署应急预案的实施计划，并对工作中发生的争议果断采取紧急处置措施。

④根据预案实施过程中的发生的变化和出现的新问题及时对预案进行调整修订和补充。

⑤根据事故灾害情况，应及时联系集团公司矿山救护队协助井下救援工作。地面医疗救护力量不足时，及时联系当地医院协助医护救援工作。

119

⑥紧急调配各类物资、设备和人员，保证救援所需。 ⑦做好稳定社会工作和伤亡人员善后工作。

⑧负责事故调查处理或配合上级有关部门进行事故调查处理工作。 （2）抢险组

以矿山救护队为主，负责事故的抢险救援工作。矿上设立兼职救护队，并配合集团公司救护队开展救援工作，兼职救护队装备如表9-1所示。

（3）专家组

聘请相关的专家负责事故抢险救援过程中的方案制定和技术指导工作。

（4）医疗组

积极联系县医院，负责受伤人员的抢救工作。 （5）后勤保障组

负责救援物资的供应及后勤保障工作。 （6）监督检查组

负责对抢险工作的安全监督和对入井人员实施有效的控制。 （7）治安保卫组

负责事故井口及矿井内治安保卫工作。 （8）善后处理组

负责事故的善后处理工作。

120

表9-1 兼职救护队装备及费用明细表

类别 通讯器材 装备名称 灾区电话 引路线 氧气呼吸器 氧气呼吸器 个人防护 压缩氧自救器 自动苏生气 战斗服 联络绳 灭火装备 干粉灭火器 风障 呼吸器校验仪 一氧化碳检定器 检测仪器 瓦斯检定器（100%） 瓦斯检定器（10%） 氧气检定器 温度计 采气样工具 防爆工具 两用锹 氧气充填泵 氧气瓶 救生索 担架 保温毯 装备工具 绝缘手套 铜钉斧 矿工斧 刀锯 起钉器 手表 电工工具 药剂

型号或要求 HYZ4CⅡ HYZ2 MZS-30 长2m AJ12 CTH2000B CYH30B 包括球胆4个 锤、钎、锹、镐等 AE102A 40L 4H 2H 长30m，抗拉强度含13000kg 副负压担架 棉织 121

单位 套 m 台 台 台 台 套 根 只 块 台 台 台 台 台 支 套 套 把 台 个 个 个 条 副 条 双 把 把 把 把 块 套 t 数量 1 1000 35 35 20 2 33 20 20 2 2 2 1 1 1 2 1 1 2 1 5 20 5 1 2 2 1 2 2 2 2 4 1 0.5 氢氧化钙

9.3.3 相关人员职责

（1）矿长

是处理事故的全权指挥者，制定营救遇险人员和事故处理的工作计划。

（2）矿总工程师

矿长处理事故的第一助手，在矿长的领导下组织制定营救遇险人员和处理及事故的工作计划。

（3）各个有关副矿长

根据营救遇险人员和处理事故的工作计划，负责组织为处理事故所必须人员待命，及时调集抢险所需设备，材料，并由指定的副矿长严格控制入井人数，签发抢救事故及入井特别许可证。

（4）救护队队长

对矿山救护队的具体行动负责，全面指挥、领导矿山救护队和辅助救护队，根据营救遇险人员和处理事故工作计划所定的任务，完成对遇险人员的救援和事故处理。

（5）通风科科长

根据批准的营救遇险人员和处理事故的工作计划，以及按照《煤矿安全规程》规定，对抢险救援工作的安全及入井人员的控制实行有效的监督。按照矿长的命令负责通风工作，注视主要巷道风机的工作情况和组织完成必要的通风工程，并执行与通风有关的其他措施。

（6）生产科科长

按照矿长的命令负责协调各方面的工作，协助矿长进行抢救和事故的处理。

122

（7）矿值班调度员

负责记录事故发生的时间、地点和性质，并立即将事故情况报告矿山救护队、矿长、总工程师、矿调度室以及其他有关领导和单位，及时向下传达矿长的命令，通知并召集有关人员到调度室待命，随时调度井下抢险救援工作的进展情况，根据安装的井下人员定位系统，准确掌握井下人员动态分布情况和采掘工作面人员数量。

（8）供应科科长

及时准备好必要的抢险救援物资材料，并根据矿长的指令运送到指定地点。

（9）机运队队长

根据矿长命令，负责保障工作面事故地点的通风机的正常运转，掌握井下停、送电工作，及时抢修和安装机电设备，负责将遇险人员及时运送井上，保证抢险救援人员和器材及时运到事故地点，满足抢险救援工作的需要，完成其他有关任务。

（10）地测科科长

负责准备好必要的图纸资料，并根据矿长指令完成抢险救援工作所需要的测量工作。

（11）考勤和矿灯、自救器发放负责人

应根据入井人员的挂牌和领取矿灯、自救器的牌号查清事故发生时井下的工作人员人数及其姓名。并迅速报告给调度室。

（12）医院院长

负责组织对受伤人员的急救治疗，组织护理和药物供应。如本院医疗急救资源不足时，及时向总指挥部提出外援申请。

（13）后勤负责人

123

保证对遇险人员的妥善安置和抢险救援人员的食宿以及其他生活事宜.

（14）保安队长

负责事故抢险和处理过程中的治安保卫工作，维持矿井内正常秩序，不许闲杂人员入矿，并在井口附近设专人警戒，严禁闲杂人员逗留、围观。 9.4 预警行动

9.4.1 矿井火灾事故预警的条件

（1）井下作业地点一氧化碳浓度持续稳定上升，并达到或超过0.0024%；

（2）井下作业地点温度持续稳定上升； （3）出现其它火灾的征兆。 9.4.2 火灾事故预警的方式、方法 （1）监测监控系统报警；

（2）通防人员检测井下气体或温度异常情况下电话报警； （3）井下作业人员发现火灾征兆情况下电话报警。 9.5 信息报告程序

火灾事故的报告程序为事故征兆地点或事故现场第一发现人→现场负责人→矿调度室→矿火灾事故应急救援指挥部。 9.6 事故现场处置措施

9.6.1 事故现场人员行动原则 （1）报告灾情

发生灾变事故后，临近人员应尽量了解或判断事故性质、地点和危害程度，并迅速向矿调度室汇报，同时向事故可能波及的区域发出警报，使

124

其他人员尽快知道灾情。汇报灾情时，不能凭主观想像判断事故性质，以免给领导造成错觉,影响救灾。

（2）积极抢救

事故发生后，被困灾区人员应沉着冷静。根据灾情和现有条件，在保证自身安全的前提下，采取有效方法和措施，及时将事故消灭在初始阶段或控制在最小范围,最大限度地减少事故造成的损失。在现场的跟班干部、班工长、安检员、瓦检员要勇于负责，团结和组织大家，严明纪律，保持统一指挥，严禁各行其是或单独行动，采取防止灾情恶化和保障人员安全的措施。

（3）安全撤离

当现场不具备抢救条件或可能危及人员的安全时，由在场的负责人或有经验的老工人带领下，尽量选择安全条件最好、距离最短的路线迅速撤离危险区域。撤退时，要服从领导，听从指挥，正确使用防护用具，遇有溜煤眼、积水区、垮落区等危险地段，应探明情况,谨慎通过。

（4）妥善避灾

如果无法安全撤退，遇到通路阻塞，或自救器有效工作时间内不能到达安全地点时，应就近快速构建临时避难场所，妥善避灾，努力维持和改善自身的生存条件，设置呼救信号，等待救护队救援，切忌盲动。

9.6.2 火灾事故自救、互救方法

（1）首先要尽最大的可能迅速了解或判明事故的性质、地点、范围和事故区域的巷道情况、通风系统、风流及火灾烟雾蔓延的速度、方向以及与自己所处巷道位置之间的关系，并根据矿井现场的实际情况，确定撤退路线和避灾自救方法。

（2）撤退时,任何人无论在任何情况下都不要惊慌，不能狂奔乱跑，

125

应有组织地撤退。

（3）位于火源进风侧人员，应迎着新鲜风流撤退。

（4）位于火源回风侧的人员或是在撤退途中遇到烟雾有中毒危险时，应迅速戴好自救器，尽快通过捷径绕到新鲜风流中去或在烟雾没有到达之前，顺着风流尽快从回风出口撤到安全地点；如果距火源较近且越过火源没有危险时，也可迅速穿过火区撤到火源的进风侧。

（5）如果在自救器有效作用时间内不能安全撤出时，应撤到避难硐室进行自救，或寻找有压风管路的地点，以压缩空气供氧。

（6）撤退行动既要迅速果断，又要快而不乱。撤退中应靠巷道有联通出口的一侧行进，避免错过脱离危险区的机会，同时还要随时注意观察巷道和风流的变化情况，要互相照应，团结帮助。

（7）如果逆风或顺风撤退，都无法躲避火灾烟雾可能造成的危害,应迅速进入避难硐室；没有避难硐室时应在烟雾袭来之前，选择合适地点就地利用现场条件，快速构筑临时避难所，进行避灾自救。

（8）禁止逆烟撤退，除非是附近有脱离危险区的通道出口，而且又有脱离危险区的把握时，或是只有逆烟撤退才有争取生存的希望时，才可采取这种撤退方法。

（9）撤退途中,如果有平行并列巷道或交岔巷道时。应靠巷口的一侧撤退，随时注意出口的位置，尽快寻找脱险出路。在烟雾大、视线不清的情况下，要摸着巷道壁前进，以免错过联通出口。

（10）当烟雾在巷道流动时，巷道上部的烟雾浓度大、温度高、能见度低，对人的危害也严重，而靠近巷道底板的情况较好，有时巷道底部还有新鲜的低温空气流动。为此，在有烟雾的巷道里或烟雾不严重的情况下撤退时，不能直立奔跑，应尽量躬身弯腰低头快速行走。如果烟雾大、视

126

线不清或温度较高时，应尽量贴着巷道底板和巷壁，摸着铁道或管道爬行撤退。

（11）在高温浓烟的巷道撤退还应注意利用巷道内的水浸湿毛巾、衣物或向身上淋水等办法进行降温，改善条件，或是利用随身物件等遮挡头面部，防止高温烟雾的刺激。

（12）在撤退过程中，发现有爆炸的预兆时，要立即避开爆炸的正面巷道，进入旁侧巷道，或进入躲避硐室；如果情况紧急，应迅速背向爆源，就地顺着巷道一帮爬卧，面部朝下紧贴巷道底板、用双臂护住头面部并尽量减少皮肤外露，应顺势爬入水中；在爆炸发生的瞬间，要尽力屏住呼吸或是闭气将头面浸入水中，防止吸入爆炸火焰及高温有害气体，同时要以最快的动作戴好自救器。爆炸过后，应稍事观察，待没有异常变化迹象，就要辩明情况和方向，沿着安全避灾路线，尽快离开灾区，进入有新鲜风流的安全地带。

9.7 不同火灾地点行动措施

9.7.1 井口建筑物发生火灾

进风井口建筑物发生火灾时，首先应采取措施防止火灾气体及火焰侵入井下，应立即反转风流或关闭井口防火门，必要时停止扇风机。

正在开凿井筒的井口建筑物发生火灾时，如果通往遇险人员的通路被火切断，可利用原有的铁风筒或压风管路，水管设施改为风管强制性送风，同时矿山救护队应全力以赴投入灭火，以便尽快靠近遇险人员进行抢救。扑灭井口建筑物火灾时，应请消防队参加。

9.7.2 井筒中火灾

在进风井筒中发生火灾时，为防止火灾气体侵入井下巷道，必须反风或停止扇风机。出风井筒发生火灾时，风流方向不应改变。为了防止火势

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增大，应减少风量。其方法是控制入风防火门，打开扇风机风道的闸门，停止扇风机或执行处理事故领导人决定的以不引起可燃气体浓度达到爆炸危险为原则的其它方法。必要时，撤出井下受危及的人员。当停止主扇时，应注意火风压造成危害。多风井通风时，发生火灾区域回风井的主扇不得停止。

为扑灭火灾必须进行反风时，须在原进风流中人员撤出矿并后，才能进行。在竖井和小井井筒中灭火，不管风流方向如何，均应用喷水器自上而下的喷洒或发射高倍数泡沫。装喷水器的水龙带系在提升钢丝绳上，使其降至着火点上下活动灭火。禁止人员进入垂直巷道进行灭火。只有在确保救护队员生命安全时，才允许派救护队员进入井筒从上部灭火。

9.7.3 井底车场及硐室中的火灾

进风井底车场火灾的特点是：火灾容易被发现，初起时即可扑灭。新鲜风流充足，火灾能迅速扩展。矿井最主要的硐室设施，如井筒、火药库、变电所、电缆和水泵房等易受到波及危险。巷道集中，水源充足，能同时使用大量的人力、物力灭火。

当进风井底车场和相连硐室发生火灾时，必须进行反风或缩短风流，不使火灾气体侵入工作面。回风井底发生火灾时，保持正常风向，在可燃性气体不会聚集到爆炸限度的前提下，可减少进入火区的风量。矿山救护队要用最大的人力、物力直接扑灭火灾和阻火蔓延。为了防止混凝土支架和砌碹巷道上面的木垛燃烧，可在顶上打眼破碹，施设水幕。如果火灾的扩展危及关键地点，如井筒、火药库、变电所、水泵房等，则主要的人力、物力应用于保护这些地点。

着火硐室位于矿井总进风道时，应逆转风流或缩短风流，着火硐室位于矿井一翼或某采区总进风流所经两巷道的联接处时，则在可能的情况

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下，采用短路通风，条件具备时也可采用局部反风。火药库着火时，首先将雷管运出，然后将其它爆炸材料运出，如运不出时，则关闭防火门，退往安全地点。绞车房着火时，应将矿车固定在火源下方，防止烧断钢丝绳，造成跑车伤人。蓄电池机车库着火时，为防止氢气爆炸，应停止供电，加强通风或改变风向，并及时把蓄电池运出硐室。

9.7.4 上下山和其它倾斜巷道中的火灾

上山、下山以及其它倾斜巷道发生火灾时，应采取措施防止火灾气体侵入有人作业的场所，特别是采煤工作面。为此可采取缩短风流或区域反风等通风方式。火灾如果发生在倾斜回风巷道中，则保持风流的正常方向。为了降低燃烧程度，可以减少火区供风量。当火区有可燃气体爆炸危险时，不允许减少供风量。

在扑灭下山中的火灾时，必须采取措施，增加进入下山的风量，减少回风风阻和设置临时密闭等，防止因火风压而引起风流逆转。但决不允许停止扇风机。遇有发生风流逆转的危险时，应从下山下端向上消灭火灾。无法在下山下端接近火源时，应采用综合灭火法扑灭火灾。

在倾斜巷道中，需要从下方灭火时，应采取防止冒落岩石和燃烧物掉落伤人的措施。如设置保护吊盘、防护隔板等。为接近倾斜巷道中的火源进行灭火，应利用中间巷道、小顺槽、联络巷和行人巷。不能接近火源时，则可利用矿车、箕斗，将喷水器下到巷道中灭火，或发射高倍数泡沫、惰性气体进行远距离灭火。

9.7.5 平巷、石门和其它水平巷道中的火灾

位于矿井或一翼总回风道中的平巷，石门和其它水平巷道中发生火灾时，要选择最有效的通风方式，如反风、短路通风，多风井双区域反风、正常通风等，以便救人和灭火。在防止火灾扩大采取短路通风时，要确保

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火灾有害气体不致逆流运行。

在采区水平巷道中灭火时，一般保持正常通风，根据爆炸性混合气体浓度决定增大或减少火区供风量。如火灾发生在采面运输巷道时，为了迅速救出工作面人员或阻止火势蔓延，可进行工作面局部反风或减少风量，使遇险人员自救退出。若采用减少风量救人时，要防止造成灾区贫氧和瓦斯积聚。

水平巷道中火灾蔓延也要从进风侧进行灭火。不能从进风侧灭火时，则从另一侧进行，在这种情况下应进行反风，同时还要采取措施防止火灾蔓延。反风应在撤出人员并在进风侧设置水幕后，才能进行。

9.7.6 采煤工作面的火灾

采煤工作面发生火灾时，一般要在正常通风情况下，进行灭火，并且必须从进风侧进行灭火，且要有效地利用灭火器和防尘水管。

采煤工作面瓦斯燃烧时，要增大工作面风量，并利用干粉灭火器、砂子，岩粉等，对整个燃烧线进行喷射，此时全小队人员分布开。从进风侧灭火难以凑效时，可采用局部反风，从回风侧灭火，但进风侧要设置水幕，并将人员撤出。采煤工作面回风巷着火时，必须采取有效方法，防止采空区瓦斯涌出和积聚。用上述方法无效时，应采取隔绝方法和综合方法灭火。

9.7.7 独头巷道的火灾

独头巷道发生火灾时，要在维持局部扇风机的正常通风的情况下，积极灭火。矿山救护队到达现场后，要保持独头巷道通风的原状。即风机停止运转的不要随便开启，风机开动的不要盲目停止，进行侦察后再采取措施。已经知道发火巷道充满大量瓦斯，在不需要救人的情况下，指挥员不得派小队进入火源地点冒险灭火或探险。充满大量瓦斯的独头巷道，虽然已经通风，但瓦斯含量仍然迅速增加，也不得入内灭火和在独头巷道内修

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建密闭墙来封闭火区，而要在远离火区的安全地点建筑密闭墙，具体地点由救护队领导人确定。

在扑灭独头巷道火灾时，矿山救护队必须遵守下列规定：独头子巷迎头发生火灾，瓦斯不超过2%时，要在通风的情况下采用干粉灭火器、泡沫灭火机、水等直接灭火。灭火后，必须仔细清查火源点，防止复燃引起爆炸。火灾发生在独头煤巷的中段时，灭火中必须注意火源以内的瓦斯，严禁用局扇风筒把已积聚的瓦斯排出经过火点。如果情况不清则远距离封闭。

火灾发生在上山独头煤巷迎头，在瓦斯不超过2%时，灭火中要加强通风，排除瓦斯，如果瓦斯超过2%仍在继续上升，要立即把人员撤到安全地点，远距离进行封闭。若火灾发生在上山独头巷的中段时，不得直接灭火，要在安全地点进行封闭。上山独头煤巷火灾不管发生在什么地点，如果局扇已经停止运转，在无需救人时，严禁进入灭火或侦察，而要立即撤出附近人员，远距离进行封闭。

火灾发生在下山独头煤巷迎头时，在通风的情况下，瓦斯不超过2%，可直接进行灭火。若发生在巷道中段时不得直接灭火，要远距离封闭。 9.8 火区的封闭、管理与启封

9.8.1 火区的封闭

当火势发展迅猛来不及采区直接灭火措施、防治火灾措施失败或不能直接将火源扑灭时，为了迅速控制火势，使其熄灭，就需要及时封闭火区，防止火灾事态的进一步扩大。可在通往火源的所有巷道内砌筑防火密闭墙进行隔离后处理。

（1）封闭火区的原则

密闭火区的原则是“密、小、少、快”四字。密是密闭墙要严密，

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尽量少漏风；小是指封闭范围要尽量小；少是密闭墙道数要少；快是指密闭墙的施工速度要快。

防火密闭墙要选用不燃性材料构筑，如因时间紧迫无法构筑不燃性防火墙时，可以采用木板等构筑，并在其表面喷涂水泥浆等进行密封，然后在临时防火墙外再建立不燃性防火墙，并在闭墙上按规定留设观测孔、措施孔、放水孔。

防火墙应构筑在新鲜风流能够到达的地方，便于日后火区观测，以免形成“盲巷”，防火墙距新鲜风流的距离应在5～6m之内。

（2）封闭火区的顺序

对于瓦斯浓度较低的火灾区域，常采用“先进后回”的封闭顺序； 对于高瓦斯矿井或高瓦斯区域的火灾，一般采用“进回同时封闭”，安全性较高，但应注意保证封闭的同时性，在构筑密的闭墙上应留有通风孔，当一切就绪时立即同时关闭，并迅速撤离。

在封闭期间，由于火灾区域风流紊乱流动的影响，火区爆炸的可能性是随时存在的，因此，封闭时应预先估计风流逆转和造成瓦斯爆炸的可能性，防止在建立防火密闭墙过程中发生风流逆转和瓦斯爆炸。

9.8.2 火区的管理

火区封闭以后，虽然可以认为火势已经得到了控制，但是对矿井防灭火工作来说，这仅仅是个开始，在火区没有彻底熄灭之前，应加强火区的管理，待彻底熄灭后启封。

（1）绘制火区位置关系图、建立火区卡片

火区位置关系图应表明所有火区和曾经发火的地点，并注明火区编号、发火时间、地点、气体组分、浓度等。

对于每一个火区，都必须建立火区管理卡片。火区卡片包括以下内容。

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①火区登记表。火区登记表中应详细记录火区名称、火区编号、发火时间、发火原因、发火时的处理方法以及发火造成的损失，并绘制火区位置图。火区登记表如表10-2所示。

表9-2 火区登记表

火区名称： 火区编号：

发火地点（附火区位置发火时间 图） 火灾前征兆 发火情况 火灾处理方法 火灾处理的经过 影响生产的时间 火灾造成的影响/冻结煤量 损失 （t） 设备损失 煤层性质 煤层自燃参最短自然发火期数 /d 采煤方法 煤层厚度和倾角 自燃倾向性等级 ②火区灌注灭火材料记录表。火区灌注灭火材料记录表用于详细记录向火区灌注灭火材料的数量和日期，并说明施工位置、设备和施工过程等情况。

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③防火墙观测记录表。防火墙观测记录表用于说明防火墙设置地点、材料、尺寸以及封闭日期等情况，并详细记录按规定日期观测到的防火墙内气体组份的浓度、防火墙内温度、防火墙出水温度以及防火墙内外压差等数据。如表10-3所示。

表9-3 防火墙观测记录表

火区名称： 火区编号： 防火墙 地点 基本情况 期 封闭日厚度/m /m2 墙内温防火墙内气体浓度/% 观测日期 度/度/压差情况 料 出水温墙内外其它人 断面积建筑材施工负责℃ ℃ /Pa C2HC2HC2HH2 O2 CO CO2 CH4 4 6 2 ④火区管理卡片是火区管理的重要技术资料，对做好矿井防灭火工作

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意义重大。火区管理卡片由矿通风管理部门负责填写，并永久保存。

（2）火区检查观测与日常管理

在火区日常管理工作中，防火墙的管理占用重要的地位，因此必须遵循以下原则：

①每个防火墙附近必须设有栅栏、提示警标，禁止人员入内，并悬挂说明牌。说明牌上应标明防火墙内外的气体组分、温度、气压差、测定日期和测定人员姓名等；

②定期测定和分析防火墙内、外的气体成分、温度和压差以及防火墙的破损变形情况等，应每天至少检查一次，发现防火墙内外气体成分、温度、压差有异常变化时，每班至少检查一次；

③所有测定和检查结果都必须记入防火记录本中，并及时绘制随时间变化的曲线图。这些数据和图表，矿通风部门负责人要按时审阅，发现问题必须采取措施，及时处理，并报矿有关领导。

9.8.3 火区的启封

根据《煤矿安全规程》第二百四十八条规定：封闭的火区，只有经取样化验分析证实火已熄灭后，方可启封或注销。

火区同时具备下列条件时，方可认为火已熄灭：

（1）火区内的空气温度下降到30℃以下，或与火灾发生前该区的日常空气温度相同。

（2）火区内空气中的氧气浓度降到5.0%以下。

（3）火区内空气中不含有乙烯、乙炔，一氧化碳浓度在封闭期间内逐渐下降，并稳定在0.0010%以下。

（4）火区的出水温度低于25℃，或与火灾发生前该区的日常出水温度相同。

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（5）上述4项指标持续稳定的时间在1个月以上。 现场应用时要注意以下几个问题：

（1）火区内空气的温度、氧气浓度、CO浓度，都应在大气压力稳定或下降期间回风侧防火墙内或钻孔中测取，并以最大值为准；

（2）火区的出水温度应以火区所有出水的防火墙或钻孔中出水的最大温度为准；

（3）在上述地点测得的指标，应保持连续测定时间不少于30天，每天不少于3次。

（4）由于受火区漏风、火区内瓦斯涌出等其他因素的影响，虽然火区熄灭的上述条件都满足，但火却未真正熄灭。因此，在火区启封过程中，要做好预防意外事故的措施，启封后应仔细巡查火情，只有在原火源点回风侧的气温、水温、CO浓度连续3天以上无上升趋势，方可认定火区火已经熄灭。

9.8.4 火区的启封

火区启封一般分为锁风启封法和通风启封法。 （1）锁风启封法

锁风启封法适用于火区范围较大、难以确认火源是否彻底熄灭或火区内存积有大量的爆炸性气体的情况。

具体做法是：先在火区进风密闭墙外5～6米的地方构筑一道带风门的临时密闭，形成一个过渡空间，习惯上称为“风闸”，并在这两道密闭制浆储备足够的水泥、沙石、木板等材料；然后，救护队员佩戴呼吸器进入风闸内，将风门关好，形成一个不通风的封闭空间。这时，救护队员可将原来的密闭打开，进入火区探查。确认在一定距离的范围内无火源后，再选择适当的地点（一般可距原密闭100-150米，条件允许时也可到300

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米）构筑新的带风门的密闭。新密闭建成后，就可将原来的密闭打开，恢复通风，处理和恢复巷道。如此重复，一段一段地打开火区，逐步向火源逼近。

锁风启封火区时，一定要确保火区一直处于封闭、隔绝的状态。 启封过程中，应定时检查火区气体，测定火区气温，如发现有自燃征兆，要做出及时处理，必要时重新封闭火区。

（2）通风启封法

通风启封火区也称为一次性打开火区，适用于火区范围较小并确认火源已经完全熄灭的情况下。启封前要事先确定好有害气体的排放路线，撤出该路线上的所有人员，然后选择一个出风侧防火墙，首先打开一个小孔进行观察，无异常情况后再逐步扩大，直至将其完全打开，但要严禁将防火墙一次性全部打开。

打开进、回风侧防火墙后，应采用强风流向火区通风，以冲淡和稀释火区积存的瓦斯。为确保安全，启封火区时，应将工作人员撤出，待1-2小时后，若未发生其他异常情况，准备好直接灭火工具，选择一条最短、维护良好的巷道进入发火地点，进行清理、喷水降温、挖除发热的煤炭等工作。

通风启封火区的过程中，应经常检查火区气体，如有异常情况及时处理。

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10矿井防灭火组织与管理

矿井火灾的防治工作，是煤炭生产过程中不容回避的问题，它由矿井特定的煤层地质赋予条件、煤体化学成份、开拓开采方式和通风条件等多方面客观因素所决定，同时也是一项涉及范围广、实施周期长的系统工程，它几乎贯穿于煤炭生产的全过程。要战胜矿井火灾，必须从组织保障、生产管理、监督检查和新技术推广应用等方面制定切实可行的措施，全方位、多层次地开展工作，真正做到“安全第一，预防为主”。 10.1 组织保障措施

强有力的组织领导，严格健全的防灭火管理体系，是搞好防灭火综合治理的前提，这样才能保障防灭火管理渠道畅通，有章可循，有的放矢，有条不紊。否则，即便是再好的手段和方法，也不能发挥应有的作用。

10.1.1 切实加强组织领导

矿井防灭火工作成功与否，直接影响到全矿煤炭产量和经济指标的完成。无论从长远还是从眼前利益来看，这项工作都是一项时时刻刻不能放松且非抓好不可的“效益”工程。

（1）成立矿井火灾防治领导小组

①矿成立防灭火工作领导小组，并专门制定年度防灭火实施意见，以矿正式文件下发。

②防灭火领导小组由矿领导和有关科、室、部负责人组成，定期召开防灭火工作会议，研究制定防灭火工作实施措施，听取阶段性防灭火工作汇报，及时协调解决防灭火工程实施过程中遇到的重大难题，其中包括防灭火工作所需的人、财、物，全力保障这一工作的顺利进行。

③防灭火领导小组由矿总工程师牵头，全面负责组织实施防灭火工

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作。

④防灭火领导小组实行月度例会制度，分析灭火现状，听取各单位防灭火工程落实情况的汇报，并结合上级领导及主管部门有关批示，有针对性地制定防灭火实施措施方案，同时将会议内容形成纪要在矿长月度办公会议上由总工程师或分管副总工程师专题汇报。

⑤在通风科专设防灭火办公室，负责防灭火日常管理，其中包括井下高温点发火隐患点的定期排查、治理措施的初步拟定、组织实施和防灭火日常管理台账、图表的填制、记录和整理。

（2）实施重大灭火工程时，应设立灭火指挥部

指挥部成员由局矿防灭火领导小组有关人员联合组成。灭火指挥部下设协调指挥小组、技术资料组、后勤供应组和现场工作组，灭火指挥部实行全天工作制，每天召开一次碰头会。对制定的防灭火措施，做到有安排、有落实、有汇报、有监督、有记录，以保障灭火工作有序进行。

10.1.2 健全管理制度、明确管理责任

“一通三防”实行齐抓共管责任制是煤矿安全管理经验教训的积累，应以文件的形式对矿长、总工程师和采煤、掘进、通风、机电、运输、经营、安全各专业负责人、科室所应负担的通防管理责任制作出具体规定。

（1）矿长作为安全生产的第一责任者，必须把防灭火工作作为全矿安全工作的重中之重来抓。每月至少组织召开一次通防工作会议，并全力保证这一工作所需的人、财、物。

（2）矿总工程师全面负责防灭火技术业务管理工作。重点把好五关：一是要把好设计关，采掘工程设计中要充分考虑和保证有利于矿井防灭火的需要；二是把好生产布局关，避免采掘失调和生产过于集中，并有利于通防系统合理完善；三是把好措施审批关，所有采掘工程必须具备完善可

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靠的通风、防灭火系统和措施；四是把好隐患排查处理关，及时组织对自然隐患排查治理；五是把好防灭火安全技措资金使用关，保证专款专用，发挥效能。

（3）各分管副矿长及副总工程师要对分管范围内的矿井火灾防治工作负责，对生产过程中出现的自然隐患和问题，要及时分析和处理，并向有关领导和部门汇报。

（4）安监处长负责对矿井火灾防治安全措施和实施情况进行监督检查，安监处下辖各科室要对所辖区域的通风、防灭火进行全方位的监督检查，对破坏和扰乱通风、防灭火管理的现象和行为及时制止，并依照有关规定进行处罚。

（5）各业务职能科室在分管矿长的领导下，负责本业务部门中有关火灾防治方面的工作，有针对性地及时提出防灭火合理化建议，认真落实有关领导和部门安排的防灭火工程，各采掘、井下辅助服务单位要对所辖区域内的通防设施的使用管理和正常防灭火管理负责。

（6）救护队作为担负特殊条件下直接灭火的主要部门，要在加强技术装备和队伍素质方面多做工作，以进一步提高实战能力和现场适应能力。

（7）通风科作为“一通三防”工作的主要部门，要重点抓好矿井火灾防治措施的制定和隐患的排查治理。定期组织防灭火分析，认真贯彻落实上级领导及主管部门下达的一系列指示指令和防灭火应急工程，研究制定阶段性防灭火工作规划。同时，监督考核各采掘辅助单位管辖范围内的“一通三防”工作情况。

（8）通风科管辖区队作为防灭火直接管理的实施单位，区队长要对各分管范围内的火灾防治工作负直接责任，对上级安排的防灭火工作要认

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真做到有措施、抓落实、处理情况及时汇报。 10.2 专业管理措施

防灭火专业管理是矿井自燃火灾防治工作中的主体部分，灭火专业化管理有了长足的发展，应逐步健全管理制度和常规专业化管理机构，摸索出一套比较适合本矿实际的管理经验和路子。工作上着重做好“三个强化”。

10.2.1 强化专业管理，严把审批关 （1）坚持好大型开拓开采方案会审否决制度

水平、采区开拓开采方案设计决定着矿井的安全生产基本机构和技术面貌，必须实施集体审查制度。

①该项工作必须由矿总工程师亲自主持，技术、计划、地质、通防、安全等有关部门共同参与审查。

②方案实施中必须明确通风、防灭火系统和防治煤层自燃火灾的专项技术措施。

③在审查设计方案时，必须将是否有利于防火管理和火灾处理作为方案优化选择的首要否决因素之一。

（2）防灭火方案集体会审制度

①该项工作由矿总工程师或分管副总工程师主持，通防、安全、矿山救护及其他牵扯到的施工单位或责任单位集体参与会审。

②方案中必须明确实施目的内容。要研究制定预测救灾、避免保障措施和必要的施工安全技术措施。

③关键性措施必须在方案中明确责任施工单位、责任人和完成期限。 ④重大防灭火技术方案必须报局有关领导或部门审核后实施，方案实施必须制定专人负责、全面把关。

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10.2.2 强化防灭火日常正规化管理 （1）专业管理机构

通风科设防灭火管理小组，由技术全面、实践经验丰富的防灭火骨干组成，具体负责防灭火日常管理。

（2）管理要求

①防灭火管理小组必须深入现场，全面了解全矿的采掘工程实施进度和防灭火现场管理情况。

②熟悉全矿井通防系统，包括通风系统、防尘供水系统、灌浆、注沙、注氮系统等。

③熟练掌握各种通风仪表的使用和灌浆、注氮、浅孔密集钻、通风压力调整等防灭火措施、手段的实施工艺及技术要素，具有独立工作的能力。

（3）职责范围

①做好防灭火基础资料的收集汇总和管理工作，要健全高温隐患点记录台账、火区管理台账、采煤工作面丢煤情况记录台账、钻孔设计施工台账，定期绘制全矿井洒压浆情况分布图、高温火点分布图、钻孔位置图、火区素描图等，为各级领导指挥防灭火工作提供可靠技术依据。

②负责全矿井周期性自燃隐患排查，并有针对性地提出具体的防治措施和方案，及时组织现场落实。

③负责采煤工作面和分层煤巷掘进工作面“通风防灭火专项措施”的编制工作，要切实做到“一面一措施”，并随着工作面的推进及时进行修改和补充。

10.2.3 强化防灭火现场基础管理 （1）通风管理

①工作面生产期间要本着“简化通风设施和通风网络，利于调压控制”

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的原则，建立健全合理完善、便于防火管理的通风系统。

②加强通风设施管理和风量管理，确保通风系统稳定。严格风门设施规范化制度化管理，落实好风门设施的专管、兼管和群管制度；强化风量管理。全矿范围内的风量测定每旬至少进行1次，采煤工作面至少每5天全面测定1次，重点防火工作面要坚持日测日报。工作面风量配备要严格把握，分层开采工作面在满足《煤矿安全规程》规定和生产需求的基础上，尽量缩减工作面配风量，严禁无计划盲目加大配风量。

③高质量地及时封闭已采区。连通工作面及两道的各类联络巷道在工作面推进后要立即封闭；工作面开采结束，回撤后5天之内必须对停采线两道实行永久封闭；严禁以临时密闭代替永久密闭，服务年限超过1个月的临时密闭应该建永久密闭。

（2）监测预报管理

①加大布点密度，提高预测预报精度。火区、火点及影响区域、高温隐患点、采煤工作面、分层掘进工作面的都要设置监测点，并根据现场情况变化及时变更取样点次，重点防火地点要采取定点、定时、定人取样，严把气样采集质量关。

②严格气样分析日报制度，要随取样随分析，并当天审核上报。 ③做好防灭火监测旬报，每旬末要对全矿的防灭火监测情况实行阶段性分析评价，有针对性地提出合理化建议，指导防灭火工作的现场实施。

④每月底，要对全矿防灭监测预报情况和防灭火措施实施效果进行一次总评，火区和重点监测点要绘制标志气体变化曲线图，并形成书面材料作为月度防灭火例会的基础参考内容。

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11 经费预算汇总

整个自燃火灾防治系统需配备的设备及安装工程见表11-1，所需经费约187.92万元。

注：

（1）预算费用主要由束管监测系统、灌浆系统、阻化剂喷洒系统及管路敷设等组成；

（2）设备价格均为参考型号的最新报价，如设备最后选型不一样，价格有所变动；

（3）管材、配件等参考现行市场价格；

（4）人工工资参考《山西省建筑工程费用定额》、《山西省建筑工程预算定额》及《煤炭井巷工程辅助费预算定额》的相关指标；

（5）矿井外因火灾部分所需材料暂时未计入预算汇总。

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表11-1 防灭火系统主要设备概预算（金额单位 万元）

序1 2 3 4 5 项目名称 自燃火灾预测煤矿自燃火灾煤自燃性测定CO便携仪 红外测温仪 灌浆防灭火系浆池 搅拌器及配套泥浆泵及配套无缝钢管 动力配电箱 电力电缆 黄土 阻化剂防灭火阻化剂喷洒泵 高压胶管 阻化剂 注氮系统 制氮机 合计 型号规格 JSG-8型 ZRJ-1 CTH1000B MST-60 XLD-29 50NPL20 φ159mm×4.5mm XL-52 YJV-0.6/1 4 WJ-24 φ25.4 CaCl2 PSA-98-1200 单数 单价 总价 60 3.4 0.3 0.8 3 1.5 4 69 60 3.4 2.4 3.2 72.92 9 6 12 44.8 1 0.12 14 12 2 32 32 187.92 备注 按实际发 两备两用 按实际发 一备一用 套 1 套 1 台 8 台 4 个 3 台 4 台 3 米 6400.000 70 1 台 1 米 60 0.00m3 3 台 4 米 400 0.00吨 8 台 2

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