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1、辽宁工程技术大学课程设计沙湾煤矿四采区防火灌浆系统设计学生姓名:欧尼酱 专业班级:通风13学 号:时 间:2017.1.9学 院:安全科学与工程学院中文题目:沙湾煤矿四采区防火灌浆系统设计外文题目:Shawan MineFouth Mining Area Fire Grouting System Design课程设计共 12页 图纸共1张 完成日期 2017年1月 答辩日期 2017年1月摘 要通过对镇雄县沙湾煤矿四采区的煤层发火条件进行分析,选择合理的采区防火灌浆布置方案,运用适当的灌浆方法,提高煤炭产量和煤炭回采率,减少煤炭自然发火对煤矿生产的威胁。此外,对矿井的生产系统进行分析,确定通风

2、网络,合理分配风量,选择适宜防火灌浆设施,满足井下作业的需求。在确保安全的前提下,提高煤矿生产效益。关键字:采区布置;防火;灌浆系统;安全;提高效益AbstractThrough analyzing the geological conditions of mining area in the Fourth of Zhenxiong Shawan mine, choose the right layout scheme mining area, using the appropriate method of coal mining to improve the rate of coal pro

3、duction and, reduce the threat of geological hazards to coal production . In addition, the analysis of mines ventilation system is to determine the ventilation network, a reasonable allocation of air volume, select the suitable ventilation facilities, to meet the demand for underground work. The pre

4、mise of ensuring safety, improving coal production. Keywords: Mining Area Layout; Fire Protection; Distribution of wind Security; Improve efficiency目录1 井田概况11.1 含煤地层21.2 媒质21.3 煤的自燃倾向性41.3.1 具有自燃倾向性的煤层41.3.2 矿井发火规律分析41.4 矿井瓦斯41.5 煤尘爆炸性51.6 地温52 预防性灌浆防灭火52.1 灌浆方式的确定52.2 浆液制备与输送62.3 灌浆量的计算73 灌浆管道系统63.

5、1 灌浆管道布置83.2 管径计算83.3 管壁计算93.4 管材确定104 煤矿自燃防治措施105 参考文献111 井田概况1.1含煤地层从钻孔揭露的资料看:矿区含煤地层为上二叠统龙潭组(P2l)与长兴组(P2c),地层总厚度177.45187.92m,平均184.99m,含煤1114层,平均12层。自上而下编号的有C1C10煤层,并有许多透镜状煤层未编号,有些工程又未见有编号煤层或者变为炭质泥岩,仅有顶、底板特征。煤层总厚5.757.29m,平均6.63m,含煤系数3.58%,本区可采煤层主要有C5b、C6a、C6c三层。煤层倾角平均16。1.2可采煤层特征(1)C5b煤层C5b煤层为本次

6、勘探次要可采煤层,是本次勘探的主要对象,该煤层位于龙潭组第三段(P2l3)上部,上距煤系顶部(7标志层)43.0148.75m,平均46.34m。煤层厚度0.931.31m,属薄至中厚煤层。据12个工程点统计C5b煤层(平均厚度)=1.17m,S(标准差)=0.110645,Cr(变异系数)=0.094838=9.48,属稳定型煤层。最薄区位于矿区东部边缘,中厚煤层区主要分布在勘探区中西部,煤层厚度变化小,呈向东部逐渐变薄的趋势。该层煤结构较简单,一般含1层夹矸。为棕色、灰白色细晶、隐晶高岭石泥岩,其厚度为0.020.07m。顶、底板岩性均为炭质泥岩及泥岩。煤层多以半亮光亮型煤为主。(2)C6

7、a煤层为矿区主要可采煤层,位于龙潭组第三段(P2l3)上部,上距C5b煤层一般1.845.46m,平均3.36m。煤层厚1.302.28m,属中厚煤层。据14个工程点统计, C6a煤层(平均厚度)=1.98m,S(标准差)=0.12424,Cr(变异系数)=0.059162=5.92,属稳定型煤层。本区煤层厚度变化小,有由东向西变的薄趋势。该煤层结构含夹矸一般1层,夹矸一般厚0.02-0.04m。夹矸岩性为灰褐色细隐晶高岭石泥岩。顶、底板岩性均为粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩。煤层多以半暗半亮型煤为主。(3)C6c煤层为矿区次要可采煤层,位于龙潭组第三段(P2l3)上部,上距C6a煤层一般4.51

8、5.22m,平均4.85 m。煤层厚0.811.23 m,属薄煤层。据14个工程点统计,C6c煤层(平均厚度)=1.05m,S(标准差)=0.0655,Cr(变异系数)=0.05838=5.84,属稳定型煤层。该煤层结构单一,顶板岩性为炭质泥岩、粉砂质泥岩及泥岩。底板岩性为粉砂质泥岩、泥岩、局部为细砂岩。煤层多以半暗半亮型煤为主。1.2 煤质(1)煤的物理性质及煤岩类型各煤层一般呈灰黑色,以条带状结构为主,局部为似均一状和线理状结构及鳞片状结构,层状、致密块状构造,风化后多呈碎块状和粉粒状。具沥青、金刚光泽,参差状断口。硬度小,内生裂隙不发育,每5厘米10条左右。肉眼煤岩类型有:暗淡型、半暗型

9、、半亮和光亮型。C5b煤层以半亮-光亮型为主,C6a、C6c煤层以半暗型为主。(2)煤的化学性质1、工业分析1)水分(Mad)C5b原煤Mad为0.661.75%,平均1.25%,属特低全水份煤,精煤0.541.97%,平均1.07%,洗选后变化不大。C6a原煤Mad为0.381.32%,平均1.01%,属特低全水份煤,精煤0.571.14%,平均0.83%,洗选后变化不大。C6c原煤Mad为0.731.75%,平均1.13%,属特低全水份煤,精煤0.601.37%,平均0.87%,洗选后略有变化。2)灰分(Ad)C5b原煤灰分Ad为17.69-29.40%,平均24.37%,属中灰煤,精煤5

10、.96-17.42%,平均11.79%,洗选后灰分含量明显降低40.75-66.31%。C6a原煤灰分Ad为21.56-34.92%,平均26.71%,属中灰煤,精煤9.41-17.40%,平均13.60%,洗选后灰分含量明显降低50.17-56.35%。C6c原煤灰分Ad为18.73-27.96%,平均23.26%,属中灰煤,精煤6.62-18.65%,平均12.25%,洗选后灰分含量明显降低33.30-64.66%。3)挥发分(Vdaf)C5b原煤挥发分Vdaf为9.47-12.36%,平均10.82%,为低挥发分煤,精煤Vdaf为6.87-8.52%,平均7.80%。洗选后挥发分明显降低

11、。C6a原煤挥发分Vdaf为9.23-16.13%,平均11.71%,为低挥发分煤;精煤Vdaf为7.17-10.31%,平均8.61%。洗选后挥发分明显降低。C6c原煤挥发分Vdaf为8.39-15.04%,平均11.08%,为低挥发分煤,精煤Vdaf为6.86-10.67%,平均8.39%。,洗选后挥发分明显降低。上述 C5b、C6a、C6c均属低挥发分煤。2、煤的元素组成(1)主要元素:1)碳(Cdaf)C5b原煤碳(Cdaf)干燥无灰基为64.57-73.86%,平均67.84%;精煤(Cdaf)干燥无灰基为76.82-86.31%,平均81.38%;C6a原煤碳(Cdaf)干燥无灰基

12、为55.60-71.43%,平均65.75%;精煤(Cdaf)干燥无灰基为76.86-91.69%,平均83.29%;C6c原煤碳(Cdaf)干燥无灰基为62.59-73.24%,平均67.44%,精煤碳(Cdaf)干燥无灰基为74.52一91.30%,平均81.26%。2)氢(Hdaf)C5b原煤的氢(Hdaf)干燥无灰基为2.12-2.79%,平均2.46%,精煤的氢(Hdaf)干燥无灰基为3.15-3.55%,平均3.27%;C6a原煤的氢(Hdaf)干燥无灰基为2.21-3.85%,平均2.85%,精煤的氢(Hdaf)干燥无灰基为2.96-3.92%,平均3.52%;C6c原煤的氢(H

13、daf)干燥无灰基为2.02-3.68%,平均2.71%,精煤的氢(Hdaf)干燥无灰基为2.38-3.91%,平均3.37%。3)氮(Ndaf)C5b原煤的氮(Ndaf)干燥无灰基为0.83-1.08%,平均0.90%,精煤的氮(Ndaf)干燥无灰基为0.91-1.36%,平均1.18%,C6a原煤的氮(Ndaf)干燥无灰基为0.69-1.24%,平均0.93%,精煤的氮(Ndaf)干燥无灰基为0.96-1.61%,平均1.29%, C6c原煤的氮(Ndaf)干燥无灰基为0.82-1.36%,平均1.10%,精煤的氮(Ndaf)干燥无灰基为0.831.54%,平均1.72%。4)氧(Odaf

14、)C5b原煤的氧(Odaf)干燥无灰基为0.60-2.67%,平均1.65%,精煤氧(Odaf)干燥无灰基为0.71-2.00%,平均1.50%;C6a原煤的氧(Odaf)干燥无灰基为1.13-4.98%,平均2.33%,精煤氧(Odaf)干燥无灰基为1.26-3.87%,平均2.55%;C6c原煤的氧(Odaf)干燥无灰基为1.54-3.19%,平均2.11%,精煤氧(Odaf)干燥无灰基为1.02-3.64%,平均2.31%。(2)有害元素:1)硫(St,d)C5b原煤硫含量(St,d):1.392.82%,平均2.18%,属中高硫煤;精煤为0.36-1.21%,平均0.78%。平面上的变

15、化规律为:由南到北逐渐降低(图312)。C6a原煤硫含量(St,d):0.44-2.65%,平均1.87%,属中高硫煤;精煤为0.31-1.32%,平均0.92%。平面上的变化规律为:由南到北、由西到东逐渐降低(图313)。C6c原煤硫含量(St,d):0.47-2.44%,平均1.53%,属中高硫煤,精煤0.27-1.09%,平均0.70%。平面上的变化规律为:由东、西两侧向中部6勘探线逐渐降低(图314)。上述三层煤的硫以黄铁矿硫为主外,其次为有机硫,硫酸盐硫含量很低。一般精煤的硫含量低于原煤。2)磷(Pd)矿区C5b、C6a、C6c主采煤层含磷量都有很低,原煤磷含量Pd:0.002-0.

16、061%,属特低低磷煤。3)砷(As,d)C5b、C6a、C6c三层原煤砷含量(As,d):0.000-0.001%,含量低。属一级含砷煤。4)氯(Cl,d)三层原煤氯含量(Cl,d):0.009-0.050%,含量极低。属特低氯煤。(3)微量元素C5b、C6a、C6c三煤层中锗(Ged)含量1.0-14.60ppm;镓(Gad)含量0-29.4ppm,含量极低,无利用价值。1.3煤的自燃倾向性1.3.1具有自燃倾向性煤层2012年6月,业主委托云南省煤炭产品质量检验站对C6煤层及C5煤层分别做了煤层自燃倾向性鉴定。鉴定结论为C5煤层自燃倾向性为类,即自燃煤层;C6煤层自燃倾向性为III类,即

17、不易自燃煤层。矿井未对C6c煤层进行鉴定,根据相邻矿井情况,C6c煤层自燃倾向性为III类,由于矿井开采的C5煤层自燃倾向性为类,本次设计C6c煤层暂按类自燃设计。C5煤层的实验最短发火期为36天.1.3.2矿井发火规律分析自燃发火是一种复杂的物理化学现象,到目前为止,还没有一种完善的理论能详尽无遗地解释自燃的全部过程和相应的现象。从生产管理的角度看,可以暂不追究煤炭自热、自燃演变的微观物理化学过程,但是,通过无数次自燃发火事例的分析可以发现,形成自燃发火必需具备以下四个基本条件:1) 可燃物:自燃倾向性煤呈碎裂状态并集中堆积存在;2) 通风供氧:有含氧量较高的气体流经碎裂煤体;3) 蓄热环境

18、:气流速度适中,使碎裂煤体有积聚氧化的环境;4) 维持煤的氧化过程不断发展的时间。完整的煤体只能在其表面发生氧化,氧化生成的热量少且不易积聚,所以不会自燃。相反,煤受压时引起煤分子结构变化,含氧游离基增加;另外,破碎程度越大,氧化表面积就越大,也就越容易自燃。所以煤矿自燃发火大多发生在采动后的空间或受采动影响而被压裂的煤柱内,因此灭火工作就有它特殊的困难。煤炭自燃经常发生的地点有:有大量遗煤而未及时封闭或封闭不严的采空区,特别是采空区内联络眼附近和停采线处;巷道两侧和遗留在采空区内受压破坏的煤柱;沿底掘进的煤巷,造成顶煤松动、垮落形成的空顶区;巷道内堆积的浮煤或煤巷的冒顶、垮帮处。像沙湾煤矿这

19、样发火期短的煤层在回采过程中,采空区遗煤或煤柱往往会由自热发展到自燃,说明这些地点具备了适当的漏风条件,既供应了充分的氧气,又使氧化生成的热量易于积聚,使煤温逐渐升高而达到自燃。1.4矿井瓦斯矿井近2年的瓦斯等级鉴定结果见表1-4。表1-4 矿井瓦斯等级鉴定结果年度CH4CO2瓦斯等级相对涌出量(m3/t)绝对涌出量(m3/min)相对涌出量(m3/t)绝对涌出量(m3/min)20114.340.402.280.21瓦斯矿井20126.100.564.030.37瓦斯矿井根据国家安全生产监督管理总局、国家发展和改革委员会、国家能源局及国家煤矿安全监察局文件(安监总煤装2011162号)第七条

20、规定,该矿井为瓦斯矿井。1.5 煤尘爆炸性2012年6月,业主委托云南省煤炭产品质量检验站对C6煤层及C5煤层分别做了煤尘爆炸性鉴定。鉴定结论为C6煤层无煤尘爆炸危险性,C5煤层无煤尘爆炸性。矿井未对C6c煤层进行鉴定,根据相邻矿井情况,C6c煤层亦无煤尘爆炸危险,本次设计按无煤尘爆炸性设计。1.6 地温在ZK601钻孔进行了测井温工作,孔深150m以上,井温17.5,接近或低于地面水温,属于气温及地下水活动影响带。在勘探硐内观测,硐内温度17也接近气温。矿区地温无异常。2 预防性灌浆防灭火预防性灌浆就是就是将水浆按一定的比例混合,制成一定浓度的浆液,借助输浆管路送往可能发生自然的采空区,以防

21、止煤炭自然的发生。煤炭安全规程规定:“开采有自然发火的煤层,必须对采空区进行预防性灌浆”。2.1灌浆方式的确定我国煤矿采用的预防性灌浆的方法多种多样,大体可分为:采前灌浆、随采随灌、采后灌浆等三种类型。(1) 采前灌浆:所谓采前灌浆即是尚未开采先行灌浆。这种灌浆方法是针对开采老窑多、易自燃、特厚煤层发展起来的。(2) 随采随灌:随着回采工作面的推进,同时向采空区灌浆。其作用一是防止遗留在采空区内的浮煤自燃;二是胶结顶板冒落的矸石,形成再生顶板,为下分层开采创造条件。另外,它还具有防尘、降温的作用。随采随灌的方法根据采区巷道布置方式的不同,顶板岩石冒落情况不同有多种多样。如埋管灌浆、插管灌浆、洒

22、浆、打钻灌浆等。(3) 采后灌浆:开采自然发火不是十分严重的厚煤层时,可在工作面采完后,封闭停采线的上下出口,然后,在上部密闭墙上插管灌注泥浆。其目的一是封闭采空区,其次是充填最易发生自燃火灾的停采线,以防止自燃火灾的发生。设计矿井自然发火严重,采煤后需对采空区及时处理,本设计利用随采随灌的方式进行灌浆。该方式在回风道埋管灌浆工艺简单,使用方便。如图2.1所示。当工作面向前推进时,沿回风巷临时构筑支架以保护埋入冒落区的注浆管路,灌浆管埋入冒落区1520m,随着工作面的推进,用回柱绞车向外牵引。图2.1 埋管灌浆示意图2.2 浆液制备与输送(1) 浆液材料选择土源距离煤矿风井3km,土质优良,容

23、重1.3t/m3 ,属于亚黏土,塑性指数12,取土方便,矿井轻轨车可直接到达取土地点。这里利用黄土作为灌浆材料,采用机械取土制浆,建立集中灌浆站、泥浆搅拌池制备泥浆。为了提高泥浆质量,加大泥浆浓度,在制浆前将黄土充分浸泡使之粉化后再进行搅拌。(2) 制浆工艺流程地面制浆工艺流程如图2.2所示。图2.2 地面制浆工艺流程 1- 取土矿车 2- 轻便轨道 3- 储土场及栈桥 4- 水枪 5- 输水管 6- 自流泥浆沟 7- 泥浆搅拌池 8- 输浆管 9- 风井 10- 水源泵房 11- 绞车房 12- 取土场制备的泥浆在搅拌池内再放置半小时左右,使之沉淀,澄出清水,保持最大浓度,再灌入井下。高浓度

24、泥浆送入井下,隔绝供风,阻断煤炭自热、自燃过程。(3) 泥浆水土比制备泥浆时,土水比大则泥浆浓度大,其黏度、稳定性与致密性越大,包裹效果越好。但水土比过大容易使管路堵塞。水土比过小则耗水量大,矿井涌水量增加。为使注浆效果达到最好,设计采用的土水比为1:4。 (4) 输送倍线的计算预防性灌浆一般是靠静压作动力。灌浆系统的阻力与静压动力之间的关系用输送倍线表示。泥浆的输送倍线是指从地面灌浆站至井下灌浆点的管线长度与垂高之比,即: (21) 式中:N 输送倍线L 进浆管口至灌浆点的距离,mH 进浆管口至灌浆点的垂高,m一般情况下,泥浆的输送倍线值最好在56范围内变化。倍线过大,则相对于管线阻力的压力

25、不足,泥浆输送受阻,容易发生堵管现象;倍线过小,泥浆出口压力过大,对泥浆在采空区内的分布不利。回风平硐地面标高+1060m,工作面为+880m,风井到首采工作面回风顺槽距离为1062m。则:2.3灌浆量的计算预防性灌浆量主要取决于灌浆形式,灌浆区的容积,采煤方法等因素。采前预灌、采后封闭停采线都是以充满灌浆空间为准。(1) 制浆用土量的计算:矿井工作制度为“三八制”,三采一准,每班割2刀煤,每刀截深0.6m。则日推进量为:L=230.6=3.6m Q总= K m L H C (22) Qa= K m l H C (23)式中: Q总灌浆用土量,m3Qa日灌浆用土量,m3/d m 煤层开采厚度,

26、m L 灌浆区的走向长度,m l 日进度,m H 灌浆区的倾斜长度,m C 煤炭回收率,% K 灌浆系数,即泥浆的固体材料体积与需要灌浆的采空区空间容积之比。这里取K=0.1。Q总=0.11.177001250.97 = 9930 m3 Qa=0.11.173.61250.97 = 51 m3/d(2)日灌浆用水量计算Qwa= (24) Qw = (25)式中:Qa灌浆用土量 土水比倒数,取5 Kw 冲洗管道用水量备用系数,一般1.101.25,本设计取1.15 Qwa日灌浆用水量Qw 灌浆总用水量Qwa=1.2515 = 306m3 Qw = 1.299305 = 59580 m3 (3)

27、日灌浆量计算 Qj = (Qa+ Qwa) M (26)式中:M泥浆的制成率。其取值见表5.4。表5.4泥浆的制成率土水比1:11:21:31:41:51:6浆液容重1.451.31.21.161.131.11泥浆制成率0.7650.8450.880.910.930.94平均日灌浆量Qj = (Qa+ Qwa) M= (306+51)0.93 = 332m3 总灌浆量Qj = (Q总+ Qw) M = (9930 +59580)0.93= 64644m3 (4)小时灌浆量Qh=m3/h3 灌浆管道系统3.1 灌浆管道布置如安全措施图所示,采用集中灌浆站,泥浆输送管道由风井进入,经总回风大巷到采

28、区回风巷、工作面回风巷,再到工作面上隅角,进行埋管灌浆,或工作面洒浆(如图5.1)。从地面直到井下灌浆点铺设专用管路担负输浆任务。管路系统为:泵房风井回风巷首采面顺槽工作面采空区3.2管径计算 (31)式中d灌浆管道内径,m;V使泥浆中固体颗粒顺利流动而不发生沉淀或堵塞的最小流速。一般为13m/s。本设计取2 m/s。输浆管内径d为: d= 根据钢管规格表,预选705无缝钢管,则输浆管干管内径为:d=70-52=60mm验算流速m/s符合要求同理,设计输浆管支管预选604无缝钢管。则支管内径为:d=60-42=52mm验算流速m/s符合要求3.3 管壁计算1)垂直管道管壁:(mm) (32)式

29、中:d 管直径(内径)Rz 许用应力(无缝钢管:800kg/cm2 ,普通钢管:600 kg/cm2,铸铁管:200 kg/cm2)P 管内压力,P=0.11j H j 泥浆比重,kg/m3 ,取j=1.13H 高度(高差),m P=0.111.13180=22.37kPaa 管壁不均匀系数的附加,无缝钢管:1-2 mm,铸铁管:7-9 mmb 磨损系数,1-4 mm本设计采用无缝钢管,所以a取2, b取2= 0.0007+0.004 = 0.0047= 4.7mm从以上计算知所选钢管符合要求。2)水平管道管壁: (33)式中:n 管道质量与壁厚不均匀的变动系数,取0.9d 管直径(内径)P

30、管内压力经过计算所预选的无缝钢管符合要求。3.4管材确定选择管材的主要依据是管道所需承受的压力,而压力与井深成正比。通常情况下,井深不超过200m,多采用焊接钢管,井深超过200m,多采用无缝钢管。又由于当压力大于10 16 个大气压时,采用无缝钢管。而此时计算的压力P=22.37kPa已经远远大于这个数值,所以这里应采用无缝钢管。4 煤矿自燃防治措施一、完善组织机构,明确职责范围。(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帐,火区管理台帐,采煤工作面丢煤情况记录台帐,钻孔设计施工台帐,绘制全矿井洒压浆情况分布图,高温火点分布图、钻孔布置图、火区素描图等,为各级领导指

31、挥防灭火工作提供可靠技术依据。 (2)防尘、钻机、监测队等区队侧重于防灭火技术基础管理,其中包括钻孔设计、注浆(氮)点合理设置,监测取样设置和变更,月度防灭火工程计划的编制等项工作。 (3)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。 (4)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。(5)编制自燃火灾安全应急预案。 二、完善防灭火综合技术,形成长效机制 预防煤层自然发火,必须执行“预防为主、综合治理”的方针,遵循下列原则。 二、 生产管理 (1)尽量不打或少打生产辅

32、助措施巷道,如泄水巷、沉淀池、辅助运输巷等。这些巷道往往穿层或跨越区段,破坏了煤层和相邻区段的完整性和相对独立性,对工作面的通风防灭火管理极为不利。也加大了采后封闭的工程量,增加了漏风管理难度。因此,要引起生产设计部门的高度重视,最大限度地减少工作面推过后采空区的漏风源和跨层位、跨区段的漏风联系,对这些巷道,能用岩巷代替的尽量不布置或少布置煤巷系统。 (2)尽量减少各类联络巷道,使区段巷道布置简单化。 尽量减少区段中部联络巷,避免外错布置联络巷。单从生产需要出发,布置中间联络巷,能够促成区段多头掘进,减少运输环节,加快采面生产系统构成,对保证生产接续极为有利,但对防灭火管理却不利。多一条联络巷

33、,就多一条向采空区漏风供氧的途径,煤层自燃机率增加。非布置不可时,要采用联络巷内错布置法,避免外错,这样可以避免联络巷上车场部分形成高顶空间氧化环境和联络巷处于采场上下两端支撑压力峰值区,造成维护困难,封闭效果不好。 力避工作面切眼联络巷的布置。从工作面开始生产到结束,切眼联络巷是一个长期的漏风供氧通道,尤其是与矿井总回直接沟通的切眼联络巷,如果封闭不严,往往成了区段后部采空区域的高强度漏风区,在巷道设计时应予以杜绝。已打的切眼联络巷必须采取可靠的封堵措施,如采取沙浆充填、黄泥垛封堵、建调压气室、喷浆、喷塑封堵等。 (3)少打探巷及辅助巷道。由于矿井煤层地质条件较为复杂,布置的探煤巷和其它一些

34、辅助巷道较多,尤其探煤巷,往往都是长距离的,贯穿于整个采区或几个区段,甚至揭露不同层位的采空区域。在生产采区中后期,这些探巷必然成了一条向采空区漏风供氧,是火灾漫延的直接通道。 三、合理安排开采顺序 在采区的开采顺序,尽量不采用“间隔跳采法”,提倡采用“台阶式循序开采”法。长期以来,为提高采区生产能力,在一个采区内,采用几个间隔区段同时开采,这在生产采区前期,无论从技术上、经济上,还是在安全上,其优越性较为明显,但却为生产采区后期的防灭火管理造成隐患。长期的跳采使得采区后期形成孤岛采煤。在目前尚没有较为可靠的大面积采空区封堵漏风技术和手段的前提下,后期的孤岛采煤无疑具有较大的发火威胁性。从采区的安全生产长远规划来看,“间隔跳采”实不可取,在生产接续安排上要尽

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