学位论文-—长滩煤矿防灭火设计.doc

第一部分 长滩煤矿矿井概述
准格尔旗长滩阳圪楞煤炭有限责任公司长滩煤矿（以下简称长滩煤矿）行政隶属准格尔旗薛家湾镇，井田位于准格尔煤田南部详查区的西部，在原详查区的9～走2勘探线之间西部边缘。该矿井是在原准格尔旗长滩煤矿（简称原长滩煤矿）和原准格尔旗阳圪楞煤炭有限责任公司阳圪楞煤矿（简称原阳圪楞煤矿）资源整合的基础上，经过两次扩界后成立的。重新扩界划定后的矿区范围由内蒙古自治区国土资源厅于2008年6月2日以“内国土资采划字【2008】0095号文”进行了批复，批复扩界后的井田面积为5.4813km2，矿区保有地质储量19483.8万t。
长滩煤矿曾进行过多次技术改造和改扩建，最近一次改扩建初步设计是在原整合后的1.3075 km2井田范围内由大同煤矿集团设计研究院有限公司承担，于2005年12月编制完成《长滩煤矿改扩建初步设计》，改扩建后的矿井生产能力为0.6 Mt/a。内蒙古自治区煤炭工业局以“内煤局字【2005】200号文”进行了批复；内蒙古煤矿安监局对矿井改扩建初步设计安全专篇进行了审查，并以“内煤安二处字【2006】11号文”进行了批复。
2007年12月，为提高煤炭资源回收率和煤矿机械化水平，鄂尔多斯市人民政府同意原长滩阳圪愣煤矿和原长滩煤矿的资源整合申请，并以鄂府函【2007】404号文上报内蒙古自治区煤矿整顿关闭领导小组办公室；内蒙古自治区煤矿整顿关闭领导小组办公室于12月30日以“内煤整办字【2007】”37号文《关于同意准格尔旗长滩阳圪愣煤矿和长滩煤矿资源整合的复函》同意两个煤矿进行资源整合，并依据现行的产业政策和安全生产方面的要求，为提高矿井生产规模、资源回收率和综合机械化、安全生产水平，以及矿井安全质量标准化建设，“两矿整合后，生产能力须提高到120万t/a以上，形成一个法人主体、一套生产系统，实现综合机械化采煤工艺和达到安全质量标准化矿井”。
2008年6月2日，内蒙古自治区国土资源厅以“内国土资采划字【2008】0095号文”对矿井整合后的矿区范围进行了批复，批复后的井田面积为5.4813km2，保有地质储量19483.8万t。
鉴于矿井整合后的井田面积扩大，煤炭资源储量丰富，开采技术条件优越，为进一步提高矿井生产能力和安全质量标准化，加快完成地区煤炭产业升级，带动当地区域经济的发展，充分体现国土资源部关于矿井生产规模与资源储量相匹配的指示精神，2008年8～9月，由大地工程开发有限公司编制完成《长滩煤矿120万t/a改扩建矿产资源开发利用方案》及《安全设施设计》，并上报内蒙古国土资源厅 ，同时建设单位又委托相关有资质部门和机构完成了矿井120万t/a改扩建的环保、水保及地灾的评估及方案报告，内蒙古国土资源厅于2008年12月29日颁发采矿许可证，采矿许证号：1500000820651。批准矿井生产规模为120万t/a。
第二部分 煤层概况
一、煤的自燃倾向性
地质勘探在区内选了两个钻孔的样品进行试验。根据22个原煤自燃样品试验，煤的吸氧量在0.50～0.86cm3/g之间，煤的自燃等级为Ⅰ～Ⅱ级，有一半为容易自燃煤。地质报告中的煤样分析结果见表5-1-1。
煤样分析结果表
表5-1-1
原样编号
化验编号
煤种
煤吸氧量
煤吸氧量cm3/g
自燃等级
4-1-M1
2008-12676
原煤
0.62
Ⅱ级(自燃)
2
12677
原煤
0.51
Ⅱ级(自燃)
3
12678
原煤
0.77
Ⅰ级 (容易自燃)
4
12679
原煤
0.72
Ⅰ级 (容易自燃)
5
12680
原煤
0.69
Ⅱ级(自燃)
6
12681
原煤
0.67
Ⅱ级(自燃)
7
12682
原煤
0.90
Ⅰ级 (容易自燃)
8
12683
原煤
0.55
Ⅱ级(自燃)
9
12684
原煤
0.58
Ⅱ级(自燃)
10
12685
原煤
0.58
Ⅱ级(自燃)
6-1-M1
12696
原煤
0.56
Ⅱ级(自燃)
2
12697
原煤
0.78
Ⅰ级（容易自燃）
3
12698
原煤
0.73
Ⅰ级（容易自燃）
4
12699
原煤
0.75
Ⅰ级（容易自燃）
5
12700
原煤
0.69
Ⅱ级(自燃)
6
12701
原煤
0.41
Ⅱ级(自燃)
7
12702
原煤
0.78
Ⅰ级 (容易自燃)
8
12703
原煤
0.50
Ⅱ级(自燃)
6-1-M9
2008-12704
原煤
0.57
Ⅱ级(自燃)
10
12705
原煤
0.86
Ⅰ级（容易自燃）
11
12706
原煤
0.82
Ⅰ级（容易自燃）
13
12707
原煤
0.83
Ⅰ级（容易自燃）
3-3-M1
2008-12647
原煤
0.76
Ⅰ级（容易自燃）
2
12648
原煤
0.60
Ⅱ级(自燃)
3
12649
原煤
0.58
Ⅱ级(自燃)
4
12650
原煤
0.62
Ⅱ级(自燃)
5
12651
原煤
0.72
Ⅰ级（容易自燃）
6
12652
原煤
0.64
Ⅱ级(自燃)
7
12653
原煤
0.68
Ⅱ级(自燃)
8
12654
原煤
0.47
Ⅱ级(自燃)
9
12655
原煤
0.65
Ⅱ级(自燃)
10
12656
原煤
0.45
Ⅱ级(自燃)
11
12657
原煤
0.44
Ⅱ级(自燃)
13
12658
原煤
0.76
Ⅰ级（容易自燃）
7-3M1
2008-12719
原煤
0.82
Ⅰ级（容易自燃）
2
12720
原煤
0.83
Ⅰ级（容易自燃）
3
12721
原煤
0.64
Ⅱ级(自燃)
4
12722
原煤
0.78
Ⅰ级（容易自燃）
5
12723
原煤
0.74
Ⅰ级（容易自燃）
6
12724
原煤
0.71
Ⅰ级（容易自燃）
7
12725
原煤
0.60
Ⅱ级(自燃)
8
12726
原煤
0.62
Ⅱ级(自燃)
9
12727
原煤
0.61
Ⅱ级(自燃)
10
12728
原煤
0.81
Ⅰ级（容易自燃）
11
12729
原煤
0.67
Ⅱ级(自燃)
12
12730
原煤
0.61
Ⅱ级(自燃)
13
12731
原煤
0.61
Ⅱ级(自燃)
14
12732
原煤
0.78
Ⅰ级（容易自燃）
15
12733
原煤
0.86
Ⅰ级（容易自燃）
16
12734
原煤
0.78
Ⅰ级（容易自燃）

二、煤层自燃资料来源
内蒙古煤矿矿用安全产品检验中心（内蒙古安科安全生产检测检验有限公司）2009年12月对我矿5#煤层、6#煤层煤尘爆炸性、煤自燃倾向性进行了鉴定，鉴定结果5#煤层、6#煤层煤尘有爆炸性，煤属于Ⅰ级容易自燃。
鉴于此，设计矿井各煤层均按容易自燃煤层进行安全设施设计。煤层自燃发火期参照周边准格尔煤田内的矿井资料，煤层自燃发火期一般为40天～60天。
三、设计拟采用的防灭火措施
设计井田内各煤层均按容易自燃进行设计。依据相关矿井防灭火规程、规范和标准，借鉴周边矿区的防灭火经验，采取了以“预防为主，防治结合，针对难点，综合治理”的主要措施有：合理进行巷道布置、及时封闭采空区、灌浆防灭火、喷洒或压注阻化剂、凝胶压注堵漏、配备惰气防灭火装置、束管监测等防治措施。
第三部分 开采煤层自燃预测和防治措施
一、煤的自燃预测及分析
1、煤的自燃预测
（1）煤的炭化程度（变质程度）
根据有关资料，一般认为煤的自燃倾向性，是随炭化程度增高而减少的，事实上，同牌号的煤也有自燃难易之分，这是由煤的化学物理性质的多样性所决定的。
本井田含煤地层为下二叠统山西组（P1s）和上石炭统太原组上部（C2t2），其中5上、5号煤位于下二叠统山西组（P1s），6上、6、9号煤位于上石炭统太原组上部（C2t2），煤种为中～高发热量、低～中灰分、特低硫～中硫、特低磷、低燃点的长焰煤。区内各煤层的镜煤最大反射率在0.5365％～0.5695％之间，平均为0.5579％，煤的变质程度为低变质的烟煤I阶段。本区各煤层均有煤尘爆炸危险性。
（2）煤岩成分
在丝煤、暗煤、亮煤、镜煤四种煤岩成分中，具有纤维构造而表面吸附能力很高的丝煤在常温下吸氧能力特别强，着火点低，可以起着“引火物”的作用，所以含丝煤愈多，自燃倾向愈大。
根据地质报告，区内煤呈黑色，风化后呈褐色，条痕褐黑～黑褐色，呈暗淡的沥青光泽，局部可见油脂光泽，丝炭发育的层段显丝绢光泽。常见贝壳状及参差状断口，外生和内生裂隙不发育，脆性差。燃点一般为300℃左右，燃烧试验为剧燃。残灰呈粉状～块状，灰白～灰色。煤风化后煤质疏松，呈土状，燃烧时火焰不大。
（3）煤的含硫量
同牌号的煤中，含硫矿物愈多，愈易自燃。煤中所含硫铁矿，低温氧化时生成硫酸铁和硫酸亚铁，使煤体膨胀而变得松散，增大氧化表面积。硫铁矿氧化时放出的热量，也促进煤炭自燃。
区内各煤层原煤全硫含量在0.28％～1.95％之间，平均为0.77％。垂向上，下部煤层较上部煤层硫含量增高，依据GB/T15224.2-2004硫分分级标准全区为特低硫分～中高硫分煤，平均为低硫分煤。煤中硫成分以硫化铁硫（Sp,d）为主，有机硫次之，硫酸盐硫甚微，煤层中硫铁矿多以薄膜充填裂隙中，较易洗选。
（4）煤的水份
煤中所含水份对自燃倾向影响比较复杂，近年来有人认为，同一种煤水份愈多，着火温度愈高，但当它干燥（如不发生氧化）后，着火温度又变为最低；炭化程度低而水份多的煤，水份蒸发后，煤的自燃危险性增加，这是因为水份蒸发使煤的粉碎性增加，从而增大其吸氧面积；炭化程度高而水份少的煤，水份蒸发对煤的自燃危险性影响不明显。
根据地质报告，各煤层原煤水分一般波动在2.20％～9.75％之间，平均为3.88％；浮煤水分一般变化在1.20％～6.55％之间，平均为3.26％。浮煤水分较原煤水分有所降低。其中5上煤层一般波动在2.22％～6.92％之间，平均为4.07％，5号煤层水分含量在2.06％～6.50％之间变化，平均为4.11％。
（5）煤的破碎程度
煤的破碎程度越高，吸氧面积越大，自燃危险性越高。
（6）煤的瓦斯含量、孔隙度及导热能力等物理性质也是影响自燃倾向的因素。煤炭的孔隙率越大，越易自燃；变质程度相同的煤，脆性越大，越易自燃。
根据地质报告，井田内各煤层常见贝壳状及参差状断口，外生和内生裂隙不发育，脆性差。
（7）煤层厚度、倾角、埋藏深度。
煤层厚度与倾角愈大，自燃危险性愈大。
在厚煤层开采时，由于开采条件复杂，回收率较低，盘区煤柱易遭破坏，采区封闭不严，漏风较大等原因造成容易自燃。此外，煤是不良导热体，煤层愈厚，愈易造成良好的热积聚条件。煤层埋藏深度增加，煤的原始温度增加，自然水份减少，也将使自燃危险性增加。
（8）地质构造
煤层遭到地质作用（如褶曲、断层、破碎带及岩浆侵入等）破坏的地点，自燃发火比较频繁。原因是地质构造破坏处，煤质较松，有大量裂隙；围岩裂隙渗水，都使煤的氧化能力提高。岩浆侵入区，煤层受到局部干馏，煤的孔隙率增加，强度降低，自燃危险性也可能增大。本井田地质构造简单。
（9）围岩性质
煤层顶板坚硬而裂隙发达，冒落后块度较大，采空区漏风大，供氧条件良好。若底板也较坚硬，则煤柱所受地压大，易破坏，均有利于煤层自燃；如顶板松软，冒落后采空区充填较致密，且能很块压实，则采空区遗煤的自燃危险性大大减少。
根据地质勘探报告，煤层伪顶、直接顶底板以泥岩、砂质泥岩为主，占83.6%，余为砂岩占16.4%，砂岩中以粉砂岩为主。岩石物理力学性质测试结果表明：5号煤顶板泥岩自然状态单轴抗压强度11.0 MPa，底板泥岩自然状态单轴抗压强度18.8 MPa；煤层顶、底板围岩强度较低，以较弱岩石为主，软化系数均＜0.75，属易软化岩石。岩体质量一般或中等，较稳定。
（10）开拓方式及采煤方法
盘区主要采用煤巷开拓，支护方式为锚（网）喷为主。
采煤方法对自燃发火的影响主要取决于采空区遗煤量及其集中程度、顶板管理方法、煤层切割情况、煤柱破坏程度以及采空区封闭难易程度等。本矿井各煤层的开采方法主要采用综采放顶煤和普通综采采煤方法。其中综采放顶煤采空区的遗煤量比普通综采大。
（11）漏风条件
空气流通不仅使煤氧化，同时又把氧化生成的热量带走。风速很小，供氧量不足；风速过大，热量不能积聚，都不会发展成自燃火灾。因此，只有在既有风流流通而又风速不大的情况下，煤才可能自燃。顶板冒落的采空区，煤巷冒顶、垮帮处，压碎的煤柱等地点的漏风，往往具备了这种自燃条件。
2、煤的自燃倾向性鉴定结果
依据内蒙古煤矿矿用安全产品检验中心（内蒙古安科安全生产检测检验有限公司）2009年12月对我矿5#煤层、6#煤层煤尘爆炸性、煤自燃倾向性进行了鉴定，鉴定结果5#煤层、6#煤层煤尘有爆炸性，煤的吸氧量0.93cm3/g，煤属于Ⅰ级容易自燃。
3、综合机械化开采煤层自燃的特点
本矿井主要采用综采放顶煤和普通综合机械化采煤法。
综采的易发火区为“二道二线”（工作面运输道、回风道、开切眼、停采线）。
二、煤的自燃预防措施
（一）开拓开采方面的措施
1、合理进行巷道布置
根据井田开拓部署和采区巷道布置，矿井生产初期开采5和6上号煤层，井下各开拓、准备和回采巷道主要以全煤巷布置为主，布置在5、6上煤层中；部分硐室及联络巷布置在煤层顶底板岩石中。另外先期开采的5和6上号煤层，煤层瓦斯含量低，属较容易自燃煤层和易爆煤层。煤层伪顶、直接顶底板以泥岩、砂质泥岩为主。地质报告通过钻孔的岩石物理力学性质试验，岩体质量一般或中等，较稳定。。
根据确定的井口位置和开拓开采方式，矿井采区利用盘区辅助运输大巷、胶带输送机大巷和回风大巷直接布置回采工作面，三条盘区大巷均布置在5、6上煤层中。盘区工作面回采后，三条大巷处于压力集中区，压力经过较长一段时间后才能释放，巷道可能有一定程度的破坏。由于开采工作面布置需要，沿盘区大巷需布置通向工作面顺槽的联络，造成盘区大巷开口较多，开口处巷道断面较大，回采后如果密闭不严，将可能引起漏风，对矿井通风安全以及防治煤层自然发火不利。
考虑以上情况，为提高巷道抗压强度，保证开拓、准备巷道以及主要硐室应具有的服务年限，设计原则上采用矩形断面。另外，为满足防止煤层自然发火的需要，在现有的煤岩资料条件下，设计巷道的支护形式选用锚网喷联合支护。喷射混凝土（砂浆）的厚度根据巷道跨度的不同而不同。若实际揭露的煤岩性质发生变化，或煤层顶底板岩性较差，或遇断层破坏带，则必须采取锚网喷加锚索或架拱形钢棚或混凝土砌碹等复合支护。
采取留设足够的三条大巷保护煤柱，尽量减小三条盘区大巷受采动影响。加强巷道观测，巷道施工中向煤壁压注阻化剂，及时对巷道破坏段进行注浆、修复等维护措施，必要时采用补打锚索，以减少巷道破坏。同时对巷道高冒、松动离层及裂隙处，采用注凝胶堵漏。压注的凝胶必须充满全部空间，其外表面应喷浆封闭，并定期观测，发现老化、干裂时，应予重新压注。
对于采后工作面与大巷的平巷口，立即进行永久性封闭，采用压注阻化剂加防火墙的方法防火。防火墙设两道，间距大于5m，以不燃材料构筑，两墙之间以掺阻化剂的泥浆充填实。防火墙上应设注浆管、观测管和排水管。如发现密闭区有自燃发火预兆，应及时通过防火墙上的注浆管向密闭区注惰性气体。
2、合理安排开采顺序。采区开采顺序遵循先近后远，先上后下的原则，尽量减少形成“孤岛”工作面。
采煤方法为走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板，采用灌浆、注惰性气体、喷洒阻化剂等防灭火方式。这种长壁式采煤法回采率高，巷道布置比较简单，便于加快回采速度，缩短采空区暴露时间。
3、提高回采率，加快回采速度，即可提高产量又可以在空间上和时间上减少煤炭的氧化作用。生产技术管理人员必须考虑合理的回采速度和合理划分采区，且采完后立即按有关规定封闭采空区。
4、在盘区开采设计中，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。当采煤工作面回采结束后，立即进行永久性封闭。
5、在盘区开采设计中，明确选定自燃发火观测站或观测点位置，并建立束管监测系统，确定煤层自然发火的标志气体和建立自燃发火预测预报制度，所有检测分析结果必须记录在专用的防火记录簿内，并定期检查、分析整理，发现自燃发火指标超标或达到临界值等异常变化时，立即发出自燃发火预报，采取措施，进行处理。
6、在煤层中掘进巷道时，对巷道中出现的冒顶区必须用不燃材料充填密实。锚喷或砌碹支护后的空隙与冒落处也必须用不燃材料充填密实，并定期检查。
7、盘区设计根据自然发火期来确定盘区的开采期限，从而确定盘区规模。
8、控制风流的巷道预留出能保证实现通风、防火措施的位置。
9、采用喷洒阻化剂防止煤层自燃。
10、防火墙上应预埋注浆管、观测管和排水管。
11、当顶板不容易冒落时，采取有效措施（如放炮等），使整个采空区顶板冒落并压实，特别是切眼及停采线、各种煤柱附近，以减少漏风。
12、对已报废的溜煤眼采用压注阻化剂及以不燃材料封闭的办法防火。
13、对已报废的在煤层中的联络巷、采终线巷道采用压注阻化剂加防火墙的方法防火。防火墙设两道，间距大于5m，以不燃材料构筑，两墙之间以掺阻化剂的泥浆充填实。
14、对采煤工作面开切眼、停采线均应采用喷、撒阻化剂防火。
15、井下全部巷道及硐室均采用锚（网）喷或混凝土砌碹支护，均为不燃材料。井下主要巷道连接处，井下胶带输送机机头、机尾前后各30m内，井下各机电硐室均采用锚（网）喷或混凝土砌碹支护。
（二）通风方面措施
在既定的生产条件下，矿井通风网路中漏风的数量与方向往往是煤炭自燃发展过程转化的决定性因素，防火对于通风的要求是：风流稳定，漏风量小和通风网路中的有关区段易于隔绝。
1、矿井设计工作面开采采用后退式回采。工作面开采均采用“U”型通风方式，一进一回。新风与乏风均不通过采空区，漏风小。
2、辅助运输大巷进风，回风大巷回风，实行分区通风，每个盘区及工作面均有独立回风系统，它的优点是降低矿井总风阻，增大矿井通风能力，减少漏风，易于调节风量，在火灾时期便于控制风流，隔绝火区。
3、调节风门、风门和风墙应设置在围岩坚固、地压稳定的地点，还要注意避免引起采空区或附近煤柱裂隙漏风量的增大。
4、防火墙必须由不燃材料构成，必须密实，不能有漏风，并定期检查维修。
5、采取措施，降低盘区进、回风巷之间，区段进、回风巷两端的负压差，以减少漏风。
6、风门与调节风门造成的风压控制在100Pa以下。
7、风门、调节风门之间的距离要留有较大余地。
8、矿井作大的风量调整时，应测定防火墙内气体成分和空气温度。
9、在合适地点设立双向风门，使矿井既可全区实现反风，也可局部实现反风，以防火灾事故扩大。
10、实现风门闭锁。井下风门均安装闭锁装置，使一组风门不能同时敞开，确保风流稳定。
11、利用风压调节法防火
风压调节法防火的实质是设置调压装置或调整通风系统，以降低漏风通道两端风压差，减少漏风量，达到抑制自燃的目的。具体措施有：调节风窗调压、局扇调压、风窗—局扇联合调压。
（三）监测方面的措施
1、每周至少检查一次盘区的密闭情况，测定一次盘区回风巷道和可能发热地点的温度和风量，并应采取空气试样进行分析，每15天至少检查一次废弃巷道的密闭情况。所有检查、测定、分析结果，都必须记入防火记录簿内。
2、采用均压防灭火时，对采空区和火区内的漏风量、漏风方向、空气温度、防火墙墙内外气压差等，都必须按规定进行定期检查、观测，并将结果登记造册。
3、使用JGS-7型矿用火灾预报束管监测系统，对每个可能发热的地点、防火墙、密闭、采空区、采煤工作面上下顺槽靠采空区部位等可能引发火灾地点进行连续监测。
4、防火检测的测点或站应具有代表性，由矿井防火灾领导小组确定，并且每个采区或回采工作面至少设立两处，此处的巷道至少要有10m长直线段，并符合井下测风站的要求。
5、防火检测时间间隔：盘区进、回风流中不大于3天；工作面采空区上隅角不大于3天；采空区回风侧防火墙不大于7天；其它地点不大于15天。
（四）火灾瓦斯爆炸与抑制措施
1、合理选择封闭顺序。在有瓦斯爆炸危险时一般应采用进、回风侧同时封闭法，在统一指挥下同时封闭进、回风防火墙上的通风口。
2、合理选择封闭位置。尽可能靠近火源进行封闭，封闭区不得存在漏风口。
3、加强火区气体成分的探测，正确判断瓦斯爆炸的危险程度。
4、正确选用防爆防火墙，采用砂袋防火墙（或石膏防火墙）施工时边通风边探测、边砌筑，迅速封口，撤离人员。
5、向火区充惰性气体或多水材料灭火。惰性气体采用DT600/6膜分离制氮机向火区充氮气。
三、各种防灭火方法
（一）矿井防灭火方法的选择
《煤矿安全规程》第228条和232条规定：“开采容易自燃和自燃煤层的矿井，必须采取综合预防煤层自然发火的措施。”、“开采容易自燃～自燃煤层时，必须对采空区、突出和冒落孔洞等空隙采取预防性灌浆或全部充填、喷洒阻化剂、注阻化泥浆、注凝胶、注惰性气体、均压等措施，编制相应的防灭火设计，防止自然发火。”
1、预防性灌浆
预防性灌浆是目前我国使用较广泛的一种行之有效的预防煤炭自然的方法，主要针对回采工作面采空区遗留浮煤的自燃防治。灌浆材料主要有黄土、矸石灰、粉煤灰等，在水源比较丰富的地区甚为广泛。回采工作面的预防性灌浆方法主要采用埋管注浆、随采随注、洒浆、打钻灌浆和采后灌浆等，通过灌浆对采空区里残留的煤进行隔氧分离，减少煤炭氧化的机率，防治采空区煤层自燃。
根据《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范（AQ1055-2008）》（2009年1月1日实施）：“开采容易自燃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”。
2、氮气防灭火
氮气防灭火按照制氮设备的布置分为地面固定式注氮、地面移动式注氮和井下移动式注氮，其原理是通过向采空区注入不低于97%浓度的氮气，减少采空区内氧气的含量，抑制采空区内残留余煤的氧化。
3、阻化剂防灭火
阻化剂防灭火技术较先进、工艺系统简单、投资较少，且阻化剂来源广，阻化率高、价格低廉，对于缺水、少土地区煤矿的井下防灭火具有重大的现实意义。喷洒压注工艺主要有机动性喷洒压注系统、半永久性喷洒压注系统和永久喷洒压注系统。阻化剂防灭火系统不仅对采空区残留浮煤进行喷洒，还可对巷道或者煤柱的煤壁进行喷洒或者可采用钻孔进行压注，从而起到煤层自燃的阻化作用。
4、注凝胶防灭火
凝胶是一种较为新型的防灭火材料，主要以水为载体、以水玻璃为主剂、以硫酸或碳酸盐类为促凝剂和以灰土（黄土或石灰）为增强剂混合而成的不燃性防灭火材料。具有较强的渗透性、较好的密封性和较快的凝固性等特点，一般应用于较小空间或裂隙地点的发火隐患的治理。
近几年来，防灭火材料有了一定的发展和改进，如巴斯夫防火密闭材料、罗克休泡沫、威尔浮材料等一些有机高分子注浆材料等，主要应用在煤矿井下破碎煤岩体内、掘进巷道高冒区充填、密闭充填和喷涂等处，对防止煤层自然发火起到了很好的效果。设计矿井注凝胶设备选用ZHJ型矿用移动注浆站一套
5、均压防灭火
均压防灭火技术是一项经济、实用、效果较好、技术含量较高的防灭火手段和措施。其实质是通过设置调压设施（装置）或调整通风系统，改变井下巷道中空气压力分布状态，尽可能减少或消除漏风通道（实施均压区域）两端的风压差，从而减少或消除漏风、抑制煤炭自燃发火乃至灭火的目的。
通过以上分析和论述，本矿井防灭火的方法主要有：预防性灌浆、氮气防灭火、阻化剂防灭火、注凝胶防灭火和均压防灭火等。
（二）矿井防灭火设备的选择
1、预防性灌浆
（1）灌浆系统的选择
灌浆系统分为集中灌浆和分散式灌浆，分散式灌浆又分为地面钻孔灌浆或分区灌浆和井下移动式灌浆。集中灌浆是在地面建集中灌浆站，灌浆材料通过预先敷设好的管路输送到井下用浆地点，该系统主要适用于煤层埋藏较深、矿井灌浆量大和取运土距离较远的矿井。分散灌浆主要适用于煤层埋藏浅、灌浆量不大、且运输距离短等条件下的矿井。根据井下各煤层赋存条件和煤层特征，设计选用地面集中灌浆系统。即在井上设地面集中灌浆站，通过灌浆管路将泥浆输送至灌浆地点。
（2）灌浆参数计算
① 工作制度：与矿井井下工作制度相匹配。井下采掘作业为“四六”制，设计每天灌浆时间为12h。
② 日灌浆所需土量
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，根据设计，日产量为3636.4 t；
r煤—煤的容重，根据地质报告，煤层容重为1.40 t/m3;
K—灌浆系数，设计取0.01。
则：Q土= 26.0 m3/d；
③ 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，取1.1。
Q= 28.6 m3/d；
④每日制泥浆用水量
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，灌浆泥水比为1：3；
则：Q水1= 77.9（m3/d）
⑤ 每日灌浆用水量
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。
则：Q水2=85.7（m3/d）
⑥ 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
则：Q浆1=96.6（m3/d）
⑦ 每小时灌浆量
Q浆=Q浆1/（n×t）
式中：n — 每天灌浆班数，取2；
t — 每班灌浆时间，取6h。
则：Q浆=8.1（m3/h）
（3）灌浆管路选择
灌浆管路敷设在主斜井井筒内，地面灌浆站高于主斜井井口标高，采用自然静力灌浆方式，最小管路内的流速应大于泥浆的临界速度。

式中：v — 实际工作流速；
Q浆— 小时灌浆量，取8.1m3/h；
d — 管内直径，取0.50m。
v = 1.139＞1.12m/s（临界速度）
根据各矿的使用经验，结合本矿井情况，井筒内干管和主要回风巷支管均选用DN100无缝钢管，工作面顺槽选用DN50无缝钢管。各管路壁厚计算如下：
管内压力
P=10.79γ×H
式中：P — 管内压力，kPa；
γ— 泥浆密度，取1.2t/m3；
H — 井深，取300m。
P = 3722.6 kPa；
井筒内管路壁厚按下式计算

式中：δ—管壁厚度，mm
d—管路内直径，取100mm
Rc—许用应力， 取78453.2 kPa
P—管内压力，3722.6 kPa
af—厚度不均匀附加厚度，取无缝钢管1.0mm
b—磨损量的附加厚度，取b=2.0mm。
主要巷道水平管路按下式计算

式中：n—管道质量与壁厚不均的变动系数，取0.9 ；其余符号同前。
经计算，井筒内注浆干管选用DN100×6无缝钢管，主要回风巷支管选用DN100×4.5无缝钢管，工作面顺槽管道选用DN50×3无缝钢管。
灌浆线路为：地面制浆站→主斜井→主斜井与井底车场横川（+862m水平）→井底车场→6上煤东翼轨道巷→工作面辅助运输顺槽→工作面。
（4）灌浆材料
对灌浆材料的要求：
① 颗粒要小于2mm，而且细小颗粒（粘土：≤0.005mm者应占60～70％）要占大部分。
② 主要物理性能指标
比重为：2.4～2.8t/m3
塑性指数为9～11(亚粘土)
胶体混合物（按MgO含量计）为25～30％：
含砂量为25～30％，（颗粒为0.5～0.25mm以下）
容易脱水和具有一定的稳定性。
③ 不含有可燃物。
根据本矿的地理位置及地面条件，矿井初步采用黄土作为灌浆材料，条件具备时利用粉煤灰作为灌浆材料。
（5）灌浆方法
本矿井灌浆方法主要采用随采随灌和采后灌浆。随采随灌分为埋管灌浆和洒浆，采后灌浆为停采线灌浆。具体方法如下：
本工作面采用随采随注浆方式，管路落地铺设，注浆管路在辅助运输顺槽开口和距工作面50—100m内均要安设截止阀门。
① 工作面切眼埋管注浆
工作面切眼液压支架后侧埋设一路2英寸钢管，每2节留设一个三通，不设阀门，钢管要用道木类护住，防止工作面顶板初次来压时压坏钢管，顶板垮落后实行注浆。
② 工作面顺槽埋管注浆
在工作面辅助运输顺槽预埋2寸钢管，每隔一段距离作为一个注浆段，每次注浆后泥浆不流入工作面。
③ 停采线注浆
工作面推进至停采线，留设一路2寸钢管，布置方式同开切眼注浆，撤完面后在两顺槽各设两道密闭墙，密闭墙预留注浆管孔。
（6）泥浆制备工艺
地面灌浆站采用水力取土方式。用车将泥土运至贮土场，用水枪取土。该方式具有设备简单、投资少、管理方便、可就地取材、效率高、劳动强度低等特点。用水枪将黄土冲刷入泥浆池后，浸泡2~3h，采用水枪搅拌。搅拌后的泥浆通过重力进入灌浆干管，进入井下用浆地点。
（7）疏水系统及预筑防火墙位置
根据《煤矿安全规程》采用灌浆防灭火时，必须明确疏水系统和预筑防火墙的位置。
工作面灌浆后，泥浆经过一段时间后易脱水，因此要建立健全疏水系统。回采工作面两顺槽必须设有排水管，在低洼点设有污水泵和集水水窝，当采空区里的涌水和灌浆后脱离的水不能通过自流进入大巷水沟时，及时启动顺槽低洼点处的污水泵排水。
预筑防火墙的位置选择在工作面停采线外附近的范围，应尽量避免压力集中区和围岩破碎带处。防火墙的砌筑严格按照要求进行砌筑。防火墙设两道，间距大于5m，防火墙与围岩之间用掺阻化剂的泥浆充填实。防火墙上应设注浆管、观测管和排水管。
（8）防止溃浆、透水的措施
① 注浆出口压力为1.2 MPa；灌浆前必须检查管路各连接处是否牢靠，待确定无误后，方可进行灌浆。
② 灌浆时，必须有专人监护，一旦发现溃浆征兆时，应立即停止灌浆。
③ 工作面采空区采用埋管灌浆，一般从上顺槽灌浆，浆体通过自流贯穿采空区，灌浆的水由下顺槽流出，用污水泵排至中央水仓。
④ 每次灌浆作业要对灌浆地点、灌浆时间做好记录，并及时绘制在采掘工程平面图上，为邻近工作面采掘作业的采空区积水防治提供依据。
⑤ 当在灌浆后采空区下方的煤层进行采掘作业时，必须对上方采空区进行探放水施工，并编制探放水安全技术措施。
2、氮气防灭火、注氮设备选型
（1）注氮量计算
按综采工作面每采出1t煤所需要的防火注氮量计算。根据国内外的生产经验，每吨煤需5m3氮气量，计算注氮流量如下：
Qn＝1.2×5×A×K/(330×24)
＝1.2×5×1200000×0.93/(330×24)
＝845.6 m3/h
式中：A — 年产量，1200000t；
K — 工作面回采率，取93%。
根据计算注氮量，初步选用井下移动式制氮机DT600/6膜分离制氮机一台。
该型制氮机的技术参数如下表：
设备型号：DT600/6 生产能力：≥600m3/h ；
氮气纯度：97% 出口压力：0.7MPa；
电机功率：375kW 电压等级：660/1140
外形尺寸：（3800L×1450B×1800H）×4节
（2）管内径计算
d ＝ 0.1457
＝ 0.1457×
＝ 0.141 m
式中：Q — 制氮机生产能力，m3/min；
V — 经济流速，取15m/s；
根据计算结果，初步选择焊接钢管D159。
③ 壁厚计算
＝ 0.7×15.9/（2×60）＝ 0.0928 cm
式中：P — 管路最大工作压力，MPa；
dw — 管路外径，cm；
[σ] — 容许压力，焊接钢管取60MPa。
根据以上计算结果，氮气输送管路选用焊接钢管D159×4.5。
为保证注氮效果，必须利用JSG-9束管对采空区气体成分变化进行连续实时监测，同时利用固定或移动的温度观测站（点）进行监测，并建立健全定期检测、分析和整理记录、发现问题及时报告处理等规章制度。
3、阻化剂防灭火
（1）阻化剂选择
采用阻化剂灭火，选用的阻化剂材料不得污染井下空气和危害人体健康。根据邻近生产矿井采用阻化剂灭火经验，结合本矿井开采的煤层条件，本矿井煤种为长焰煤，其最适宜的阻化剂为工业卤化钙（CaCl2，）和卤块、卤片、卤粒（MgCl2·6H2O）。20%浓度的工业卤化钙阻化率为70～90%，20%浓度卤块、卤片、卤粒阻化率为60～80%。
（2）工艺系统选择
为节约投资和适应工作面位置不断变化的要求，采用机动性较强的WJ－24型阻化剂喷洒压注系统。利用矿车或自制箱体作为贮液箱，配备水泵、喷枪、管路、阀门、雾化器等组成阻化剂压注喷洒系统。向煤壁压注阻化剂，向采空区喷洒阻化剂。
设计选用工业卤化钙（CaCl2，）和卤块、卤片、卤粒（MgCl2·6H2O）等作为阻化剂材料，对人体健康无影响。喷洒、压注阻化剂地点主要为采空区、切眼、停采线及两顺槽及煤壁，不会对井下空气产生污染。
（3）阻化剂喷洒及压注地点
阻化剂喷洒地点主要为采空区遗煤及服务年限长的煤巷，阻化剂压注地点主要为采煤工作面开切眼、停采线、服务年限长的煤巷等。
（4）参数计算
根据生产矿井使用效果，阻化剂溶液浓度控制在20%为宜。具体参数在煤层开采时通过试验确定。
工作面合理的药液喷洒量取决于采空区的丢煤量和丢煤的吸液量。最易发生煤炭自燃部位。如工作面的上下口、巷道煤柱破碎堆积带等处，需要充分喷洒的地方。在计算药液喷洒量时，要考虑一定的加量系数。
工作面一次喷洒量可按下式计算：
V＝K1K2LShAγ－1
式中： K1－易自燃部位喷药加量系数，一般取1.2；
K2－采空区遗煤容重（t/m3），采取遗煤样实测确定；
L－工作面长度，m；
s－一次喷洒宽度，m；
H－采空区底板上遗煤厚度，m；
A－吨煤的吸液量，t/t煤，应通过试验测得；
γ－阻化剂的容重。
开采过程中，根据工作面实际生产情况，测定采空区遗煤情况、试验测得吨煤吸液量，确定工作面一次喷洒量。
考虑到目前没有煤层自然发火期资料，工作面辅助运输、运输顺槽等煤层巷道及工作面开切眼、停采线也采用喷、撒、压住阻化剂的方法防灭火，压注压力2～3MPa，每10m布置一个压注钻孔。由于压注设计需要煤体的吸液量和煤体的渗透半径及相关参数，这些参数应在生产期间取得，以便进行压注阻化剂设计。
（5）阻化剂喷洒压住工艺：
① 工作面切眼、停采线喷洒
在综采工作面切眼、停采线以及两端头处，喷洒工业卤化钙和卤片、卤粒，要求全面积覆盖底板。切眼和停采线的煤柱煤壁采用喷洒压注阻化剂（泡沫），将裸露煤体封闭。
② 工作面回采过程中的气雾阻化
在工作面回采过程中，采用机动性喷洒压注工艺。喷洒压注设备安设在移动设备列车处，随设备列车移动而移动。配置好的阻化液通过WJ-24型阻化剂喷射泵，经管路雾化器喷向采空区。
③ 工作面回采结束密闭
当工作面回采完毕后，在规定的时间内及时进行密闭，密闭墙的砌筑严格按照规程规定要求。在每道密闭墙周边喷注密闭防火材料，防止采空区漏风。
（6）防止阻化剂腐蚀机械设备、支架等金属构件的措施。
① 严禁向机械设备、液压支架等金属构件上喷洒阻化剂。
② 喷洒或压注阻化剂后，必须及时用清水对阻化剂泵及管路进行清理。
③ 向采空区喷洒阻化剂时，雾化的阻化剂有可能飘浮至液压支架上，对于飘浮至液压支架的阻化剂要及时用清水进行清理。
4、注凝胶防灭火
凝胶以隔离