介休瑞东矿井防灭火设计方案

介休瑞东矿井防灭火设计目录矿井防灭火设计依据及基础资料51矿井概况511交通位置512地形地貌513河流水系514气象及地震情况62煤层赋存条件721煤层及煤质73煤炭储量及开拓情况1431煤炭储量1432开拓方式1833开采技术条件及开采方法184通风及灾害情况1841通风情况1842瓦斯及其涌出情况1943地温1944煤的爆炸性、自然倾向性及发火期19矿井灌浆防灭火系统201灌浆设备选择202灌浆方法223灌浆参数的选择及日灌浆量、时灌浆量计算224灌浆材料的选择255灌浆管路的选择266灌浆疏水系统及预筑防火墙287灌浆量计算3071灌浆用土量QT计算30711按采空区灌浆量计算30712按日灌浆量计算31713按灌浆区日灌浆所需用土量计算公式为3172灌浆用水量QW计算3173日灌浆量QJ3174其他计算方法32741根据采空区所留浮煤量的多少确定灌浆用土量32342根据采空区体积大小确定灌浆用土量328灌浆管道系统设计3281灌浆管道系统布置3282输送倍线计算3383管径计算33831主要灌浆干管直径计算3384管材确定3585管壁计算359水枪选择3691水枪的流量特性计算36911水枪喷嘴出口射流速度36912水枪喷嘴流量36913水枪喷嘴直径MM36914水枪喷嘴压头M36915水枪台数计算3792单位耗水量37921粘土；松散土壤，松散砂土风化泥炭等37922亚粘土；坚固黄土，砂土等37923轻亚粘土；极坚固黄土，砂土等3710泥浆泵选择3711灌浆站主要设施39111人工或机械取土制浆39112储土场40矿井注氮防灭火系统411注氮系统论述412设计依据413注氮防灭火系统主要技术参数4131防灭火的技术要求4132矿井防灭火所需注氮流量415管路布置426注氮管理437制氮机设置方案438自燃发火指标性气体和试验指标439采空区三带分布情况4310自燃发火临界值44101自燃发火临界值确定44102出现自燃发火征兆的处理程序4411工作面月推进度44111工作面月推进度要求44112月推进度达不到要求需采取措施4412工作面停采位置4413注氮监控系统44131注氮监控系统44132井下采样地点设置45133地面所需设施45134其他要求45矿井阻化剂防灭火451、阻化剂防火原理452、阻化剂选择453、阻化剂浓度确定464、阻化剂防火系统选择465、阻化剂防火装备476、阻化剂防火工艺47防火密闭施工481密闭设置位置483施工标准4931防火永久密闭施工标准4932施工密闭安全技术措施49矿井防灭火设计依据及基础资料1矿井概况11交通位置山西介休义棠瑞东煤业有限公司井田位于介休市西南绵山镇后党峪村一带，距介休市直距8KM,行政区划隶属介休市绵山镇管辖，地理坐标为东经11149111115245，北纬365639365815。该矿位于介休市绵山镇西南86KM处，西距108国道仅105KM，西北距南同蒲铁路义棠火车站25KM，距大运高速公路6KM，东北距介休火车站约8KM，其间均有简易公路相通，交通较为便利。12地形地貌井田地处吕梁山东麓紧临太原盆地的山前丘陵地带。井田位于汾河东岸，地形复杂，冲沟发育，冲沟多北西向。较大沟谷有小片基岩出露，两岸形成较陡的“V”字型谷，溪流沿沟谷汇入汾河。山顶黄土覆盖形成梁、垣、峁等特征的黄土地貌。整体地势为南高北低，东高西低，最高点位于井田东南部山梁，高程113300M，最低点位于井田北部沟谷中，高程875M00，最大相对高差25800M。13河流水系井田属黄河流域汾河水系，井田内无常年性河流，只有雨季时各冲沟内汇集洪水沿沟向北流入后党峪村北小水库或向南西流出井田汇入汾河。井田西邻汾河，汾河为本区主要河流，河床于南庙沟口海拔725M，于两渡镇西海拔717M；其坡度为16。河谷宽窄不一，该区以义棠一带最宽，谷底宽达400余米；其下游灵石一带，由于河床岩层坚硬，造成狭窄的河谷。汾河在义棠至两渡一带具有河漫滩河谷之特征，河床蛇曲于河漫滩中。本井田东北部后党峪村北小水库为季节性蓄水水库，雨季时有少量蓄水，旱季时干涸无水。14气象及地震情况本区属大陆性气候，冬寒夏暖，春季多风，秋季凉爽，四季分明。年平均最高气温171，年平均最低气温55，历年平均气温109，极端最高气温为38，极端最低气温为216。年降水量平均为57185MM，每年以6、7、8、9四个月的降水量最大，年最大降水量88640MM，年最小降水量为24230MM。年最大蒸发量228510MM，月最大蒸发量40710MM，年平均湿度655915毫巴，绝对最高湿度为22毫巴，最低1毫巴。年主导风向为西北风，冬季多为西风、西北风，夏季多为东风、东南风，年平均风速21M/S，冬春季风大，夏季风较小，一般风力34级。本区冻结期一般始于10月下旬，终于次年4月上旬，最长冻结期可达170余日，最大冻土深度为80CM。年平均初霜期为10月上旬，终霜期为第二年4月中旬，全年无霜期170D左右。最大积雪厚度30MM。根据建筑抗震设计规范GB500112010和中国地震动峰值加速度区划图GB183062001图A1，本区抗震设防烈度为8度，设计基本地震加速度值为020G。2煤层赋存条件21煤层及煤质1含煤性井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组。山西组赋存有1、2、3、4号煤层，1、2号煤层为较稳定大部可采煤层，3、4号煤层为不可采煤层，山西组地层厚度4810M，煤层总厚356M，含煤系数74，可采煤层总厚293M，可采煤层含煤系数61；太原组含有5、6、7、8、9、10、11号煤层，其中6、9、10、11号煤层为可采煤层，太原组地层总厚为8699M，煤层总厚为89M，含煤系数为1023，可采煤层总厚715M，可采煤层含煤系数为821。2可采煤层井田内主要可采煤层为山西组的1、2号煤层和太原组的6、9、10、11号煤层，现将各煤层叙述如下11号煤层位于山西组中上部，距顶部K8砂岩底1820M，煤层厚度为0126M，平均为089M。不含夹矸，结构简单，为较稳定大部可采煤层，井田内除西北部RD12号孔尖灭不可采外，其余地段均达可采，直接顶板岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。井田内该煤层已基本采空，该煤层在井田西部和东部均有隐伏露头分布。22号煤层位于山西组中下部，距上部1号煤层559M，煤层厚度为0342M，平均为204M。含02层夹矸，结构较简单，为较稳定大部可采煤层，井田内除西北部RD12号尖灭，RD5号孔不可采和东南部RD3号孔不可采外，其余地段均可采。直接顶板岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。井田内该煤层已基本采空。该煤层在井田西部和东部均有隐伏露头分布。36号煤层位于太原组上部，距2号煤层3167M左右，煤层厚度为0165M，平均为106M，为较稳定大部可采煤层。井田内除RD3号孔尖灭和RD8号孔不可采外，其余地段均达可采，该煤矿大部不含夹矸，局部含1层薄泥岩夹矸，结构简单。直接顶板为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩。井田内该煤层已进行大片开采，井田西部均有隐伏露头分布。49号煤层位于太原组下部，上距6号煤层5794M左右，煤层厚度为0138M，平均为092M。井田内除RD3、RD12号孔尖灭和RD8号孔不可采外，其余地段均达可采，为较稳定的大部可采煤层，该煤层不含夹矸，结构简单，直接顶板为K2灰岩，底板为泥岩、砂质泥岩。该煤层在井田东部有隐伏露头分布。510号煤层位于太原组下部，距9号煤层092M左右，煤层厚度为115481M，平均为345M。含03层夹矸，结构较复杂，煤层层位稳定，为稳定的全井田可采煤层；顶板均为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩，该煤层在井田东部有隐伏露头分布。611号煤层位于太原组下部，上距10号煤层306M左右，煤层厚度086233M，平均为172M，含02层夹矸，结构较简单，层位较稳定，为稳定的大部可采煤层，该煤层在井田南部RD1、RD4号孔和井田北部RD11号孔与上部10号煤层间距变小，合并为一层。其顶板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩。井田内原瑞东煤矿已对该煤层进行了少量巷道揭露。该煤层在井田东部有隐伏露头分布。各可采煤层特征见表211。表211可采煤层特征表煤层厚度M煤层间距M顶底板岩性地层煤层号最小最大平均最小最大平均煤层结构夹矸数顶板底板稳定程度可采情况10126089简单0泥岩砂质泥岩砂岩泥岩砂质泥岩较稳定大部可采0731280559山西组20342204较简单02泥岩砂质泥岩砂岩泥岩砂质泥岩较稳定大部可采24124736316760165106简单01泥岩砂质泥岩砂岩砂质泥岩泥岩粉砂岩较稳定大部可采48406852579490138092简单0石灰岩泥岩砂质泥岩较稳定大部可采101154813450162092较复杂03泥岩砂质泥岩砂质泥岩泥岩粉砂岩稳定全井田可采太原组11086233172024947306较简单02泥岩砂质泥岩粉砂岩泥岩砂质泥岩砂岩稳定大部可采煤质1物理性质和煤岩特征井田内各煤层的物理性质大体相同，表现为黑色，条痕色为棕黑色玻璃光泽，硬度一般为23，有一定的韧性，贝壳状，参差状断口，内生裂隙较发育。层煤的宏观煤岩组分以亮煤、暗煤为主，镜煤次之，丝炭少量，宏观煤岩类型多为半亮型，局部为半暗型，暗淡型、光亮型较少。煤层主要为条带状结构，层状构造。据崔家沟精查报告资料，煤的显微煤岩组分在有机组分中1、2号煤以镜质组为主，9、10、11号煤以丝质组为主。镜质组主要是均质镜质体和基质镜质体，有少量胶质镜质体；丝质组以氧化丝质体为主，在无机组分中，各层煤均以粘土类为主，硫化物次之。2煤的化学性质和工艺性能根据本次补充施工钻孔的煤质化验资料，各可采煤层的主要化学性质和工艺性能如下11号煤层水分MAD原煤024062，平均043；浮煤030065，平均047。灰分AD原煤9262844，平均2207；浮煤7631120，平均921。挥发分VDAF原煤20562595，平均2242；浮煤17992233，平均2024。全硫ST,D原煤050094，平均069；浮煤052111，平均069。焦渣特征CRC原煤36，浮煤46。胶质层厚度Y812MM，平均10MM。粘结指数GRI6191，平均76。发热量QGR,D原煤24932901MJ/KG，平均2697MJ/KG；浮煤29693250MJ/KG,平均3127MJ/KG。1号煤层为低灰中灰、低硫分中硫分、中热值高热值焦煤。22号煤层水分MAD原煤030071，平均052；浮煤028110，平均056。灰分AD原煤8182541，平均1781；浮煤5761164，平均886。挥发分VDAF原煤18542512，平均2201；浮煤16602293，平均1915。全硫ST,D原煤053162，平均105；浮煤046175，平均102。焦渣特征CRC原煤36，浮煤36。胶质层厚度Y615MM，平均11MM。粘结指数GRI6287，平均73。发热量QGR,D原煤26473256MJ/KG，平均2866MJ/KG；浮煤27983388MJ/KG,平均3084MJ/KG。2号煤层为特低灰中灰、低硫高硫分、高热值特高热值焦煤。36号煤层水分MAD原煤027102，平均066；浮煤026166，平均074。灰分AD原煤9782823，平均2134；浮煤7241709，平均1119。挥发分VDAF原煤17412651，平均2088；浮煤16682435，平均1929。全硫ST,D原煤046219，平均107；浮煤046186，平均097。焦渣特征CRC原煤16，浮煤36。胶质层厚度Y1123MM，平均17MM。粘结指数GRI6092，平均71。发热量QGR,D原煤25482849MJ/KG，平均2686MJ/KG；浮煤27663323MJ/KG,平均3051MJ/KG。6号煤层为低灰高灰、低硫高硫分、中热值高热值焦煤。49号煤层水分MAD原煤052108，平均080；浮煤038082，平均064。灰分AD原煤14522978，平均2304；浮煤7081093，平均926。挥发分VDAF原煤16062275，平均1911；浮煤14311960，平均1703。全硫ST,D原煤058120，平均086；浮煤049105，平均075。焦渣特征CRC原煤14，浮煤25。胶质层厚度Y812MM，平均11MM。粘结指数GRI1120，平均17。发热量QGR,D原煤24933007MJ/KG，平均2781MJ/KG；浮煤28523244MJ/KG,平均3060MJ/KG。9号煤层为低灰中灰、低硫中硫分、中热值特高热值贫瘦煤。510号煤层水分MAD原煤042143，平均067；浮煤022291，平均075。灰分AD原煤12922544，平均2050；浮煤6291111，平均906。挥发分VDAF原煤15352327，平均1967；浮煤14981962，平均1713。全硫ST,D原煤064287，平均175；浮煤060272，平均151。焦渣特征CRC原煤26，浮煤26。胶质层厚度Y35125MM，平均73MM；粘结指数GRI819，平均14；发热量QGR,D原煤24323119MJ/KG，平均2778MJ/KG；浮煤27843321MJ/KG,平均3097MJ/KG。10号煤层为低灰中灰、低硫分中高硫分、中等热值特高热值贫瘦煤。611号煤层水分MAD原煤030192，平均099；浮煤046163，平均101。灰分AD原煤17243201，平均2152；浮煤5671001，平均797。挥发分VDAF原煤19522429，平均2217；浮煤17411906，平均1850。全硫ST,D原煤21029，平均252；浮煤197284，平均231。焦渣特征CRC原煤15，浮煤25。胶质层厚度Y511MM，平均8MM。粘结指数GRI619，平均13。发热量QGR,D原煤25122980MJ/KG，平均2694MJ/KG；浮煤27443364MJ/KG,平均3060MJ/KG。11号煤层为特低灰中灰、中高硫分、中热值特高热值贫瘦煤。各可采煤层煤质特征见表212。3煤炭储量及开拓情况31煤炭储量311井田境界根据晋煤重组办发200961号关于晋中市介休市煤矿企业兼并重组整合方案部分的批复文件批准，由原介休市瑞东煤业有限责任公司、山西宝源煤业有限公司和介休市瑞来煤业有限责任公司等三个煤矿重组整合为山西介休义棠瑞东煤业有限公司。整合主体是凯嘉能源义棠煤业公司，2010年9月30日，晋煤重组办发201066号文取消山西介休泰瑞煤炭资产经营有限公司主体资格，变更为山西义棠煤业有限公司。2009年11月27日山西省国土资源厅颁发了采矿证，证号C1400002009111220045691，整合后井田面积95391KM2，生产规模为120MT/A，批准开采111号煤层。井田范围由下列121个拐点坐标连线圈定。见井田境界拐点坐标表321。表321井田境界拐点坐标表6带北京54坐标系西安80坐标系点号XY点号XY140921601957302414092111203195729547202409220019573215240921512041957314572034092260195733483409221120419573278721440924501957354544092401206195734757215409310019575000540930512131957493072364093200195750006409315121419574930723740932001957560074093151216195755307258409349919575600840934502171957553072394093500195760509409345121919575980725104093700195760501040936512191957598072411409370019577500114093651225195774307291240929001957750012409285122219577430732134092900195782991340928512251957822973514409210019578299144092051222195782297381540921001957765415409205122019577584736164090750195776541640907012151957758474117409075019577060174090701213195769907391840910001957700018409095121419576930737194091010195750001940909512061957493073120409108019574500204090991205195744307292140914901957413621409144120519574066726开采深度996440M开采深度9959943999M312资源/储量和可采储量一矿井资源/储量根据2010年10月山西地宝能源有限公司提交的山西介休义棠瑞东煤业有限公司矿井兼并重组整合底板等高线及资源/储量估算图，按照煤、泥炭地质勘查规范，国务院函19985号关于酸雨控制区和二氧化碳污染控制区有关问题的批复及煤炭资源地质勘探规范等有关文件规定，矿井资源/储量遵循下列原则计算1最低可采厚度焦煤070M，贫瘦煤080M；2煤层灰分不大于40；最高可采硫分STD3；3剔除夹矸厚度005M计算储量；4储量计算的煤层为6、9、10、11号煤层；56、9、10、11号煤层视密度采用6号煤为139T/M3，9号煤为140T/M3；10号煤为138T/M3；11号煤为141T/M3；6储量计算方法采用地质块段算术平均法。计算公式如下QSMD式中Q块段煤炭储量，T；S块段水平投影面积，M2；M块段内煤层平均厚度，M；D煤层视密度，T/M3。通过估算，整合后全井田6、9、10、11号煤层保有资源/储量5705MT，其中探明的经济基础储量111B为3279MT,控制的经济基础储量122B为1008MT,推断的资源储量333为1416MT，蹬空区111B储量2MT。其中111B级储量占探明资源储量的58,111B122B级储量占探明资源储量的75。上述资源/储量中，按煤类统计，焦煤JM资源储量为526MT，贫瘦煤PS资源储量为5179MT。矿井保有能利用资源/储量汇总表见表322。表322矿井保有能利用资源/储量汇总表单位MT资源/储量MT煤层号煤类111B122B333蹬空111B现保有1现保有B12现保有B备注6JM35304512852667769PS416135166717587710PS16014466250022674607711PS90938249717885172合计JMPS32791008141600257055875JM353045128526其中PS292696312880025179二矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量依据下式进行计算矿井工业资源/储量111B122B333K式中K推断资源量的可信度系数,08矿井工业资源/储量5420MT。矿井工业资源/储量见表323。表323矿井工业资源/储量汇总表单位MT煤层号煤类111B122B333K111B122B111B122B333K6JM3530451023985009PSM41613513355168410PSM16014465002047254711PSM90938239812911689合计32791008113342875420注蹬空区储量未列入矿井工业资源储量内。三矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量依据下式进行计算矿井设计资源/储量矿井工业资源/储量永久煤柱损失式中永久煤柱损失为井田境界、断层等保安煤柱。根据以上计算,矿井设计资源/储量为36006MT。矿井设计资源/储量汇总见表324。表324矿井设计资源/储量汇总表单位MT永久煤柱煤层编号工业资源/储量111B122B333K井田境界断层村庄小计矿井设计资源/储量6500082085102672339684102547136813561828923411116891661253714662410266合计54203848345108961819436006四矿井设计可采储量矿井可采储量依据下式进行计算矿井设计可采储量矿井设计资源/储量保护煤柱损失采区回采率式中保护煤柱损失为工业场地及大巷等保安煤柱；采区回采率6、9、10、11号煤层分别为085、085、75、80。根据以上计算,矿井设计可采储量为2071MT。矿井设计可采储量汇总见表325。表325矿井设计可采储量计算表单位MT开采煤柱损失煤层编号设计资源/储量工业场地大巷小计开采损失设计可采储量623307409416801005591023411932214144821445111026616319163546101571合计360064350669366593207132开拓方式矿井开拓方式为斜井分水平开拓，分别为主斜井、副斜井、行人斜井、回风立井；三斜井都为进风井，立井作为回风。33开采技术条件及开采方法按矿井初步设计上水平（6煤）布置一个普采工作面，一个备用工作面；下组煤（910煤）布置一个综采放顶煤工作面和一个备用工作面，其他掘进工作面共6个。4通风及灾害情况41通风情况矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，主、副斜井、行人斜井均为进风井，立井为回风井，风井通风机房配备2台轴流式通风机，型号均为FBCDZNO30/3552，一台运转，一台备用。矿井达产时，总进风量8640M3/MIN，总回风量,8900M3/MIN，总排风量8950M3/MIN，矿井需风量6780M3/MIN，矿井通风系统总阻力为1030PA，矿井等积孔为53M2，矿井属通风容易矿井。通风系统平面图如图13所示，附通风系统平面图1342瓦斯及其涌出情况根据2010年12月山西省煤炭工业局综合测试中心对本矿井瓦斯等级鉴定，鉴定结果相对涌出量为413M3T，绝对涌出量为1043M3MIN；根据矿井瓦斯等级鉴定标准，本矿为低瓦斯矿井。43地温据调查，煤矿开采过程中,地温一直保持在正常值内,一般为1617之间，且地压也未见异常。44煤的爆炸性、自然倾向性及发火期煤尘爆炸危险性根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心2009年1月20日对介休市瑞东煤业有限责任公司9、10、11号煤层的检验报告，9号煤层火焰长度60MM，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量65；10号煤层火焰长度50MM，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量60；11号煤层火焰长度90MM，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量65，各煤层煤尘均具有爆炸危险性。另据钻孔采样试验，各煤层煤尘爆炸危险性试验结果见表215。表215各煤层煤尘爆炸性检验结果表煤层号火焰长度MM岩粉用量鉴定结论检验日期检验单位96065有爆炸性2009120105060有爆炸性2009120119065有爆炸性2009120国家煤及煤化工产品质量监督检验中心140506070有爆炸性20102506075有爆炸性2010650556070有爆炸性201096510080有爆炸性20101060706070有爆炸性20101170757075有爆炸性2010煤的自然倾向性根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心2009年1月20日对介休市瑞东煤业有限责任公司9、10、11号煤层的检验报告9号煤层煤的吸氧量075CM3/G，自燃倾向性为类；10号煤层煤的吸氧量074CM3/G，自燃倾向性为类；11号煤层吸氧量为065CM3/G，自燃倾向性为类，均属自燃煤层。另据钻孔采样试验，各煤层自燃倾向性试验结果见表216。表216各煤层自燃倾向性试验结果表煤层号吸氧量CM3/G自燃倾向性等级自燃倾向性检验日期检验单位9075自燃200912010074自燃200912011065自燃2009120国家煤及煤化工产品质量监督检验中心10582406735自燃20587606737自燃60776208105自燃90596208452自燃100603208568自燃110686806924自燃煤的自燃发火期910煤和6煤自燃发火期为46个月。矿井灌浆防灭火系统1灌浆设备选择目前灌浆使用的浆液的制备主要有水力制备和机械制备两种方法。水力制备是利用高压水枪冲刷松散的粘土层使水土混合形成泥浆，是一种操作较为简单的制浆方式，但浆液浓度难以保证，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，输入注浆管路送至井下，但目前的灌浆系统普遍存在易堵管、输浆力度小、浆材要求高、投资大等不足。山西省安全工程技术研究中心开发的KDZS1型多功能煤矿防灭火灌浆系统选用移动式轻型设备、多组浆池协同灌浆、远距离输浆等特点，经过滤后有多个输浆出口，可用黄土、粉煤灰等多种灌浆材料，具有设备简单、投资少、建设速度快、输浆力度大、防冻等优点。本次设计在工业场地设KDZS1型多功能煤矿防灭火灌浆系统一套，为全矿灌浆服务，灌浆方法采用随采随灌，即随采煤工作面推进的同时向采空区灌注浆液。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。灌浆材料选用黄土，来源为矿井平整工业场地多余的挖方量，根据初步设计，工业场地挖方量为224000M3，填方量为224000M3，多余的挖方量为83700M3。灌浆站建设工业场地建2个搅拌池和1个注浆池注浆池设在较低的水平，池深和直径均为2M，池体用砖砌筑水泥抹面或用钢板焊接，其上固定搅拌器。搅拌池底部留有出料口，在浆液流入注浆池前设双层过滤筛子孔径为10MM，搅拌池及注浆池侧面设800MM800MM2000MM下液泵坑两个，各安设离心式液下泥砂泵2台。灌浆站布置如图627所示。下液式砂浆泵沉淀池注浆池注浆池灌浆注胶系统连接示意图出液口滤网出液口下液式砂浆泵出液口出液口出液口电机减速器图627灌浆站布置示意图2灌浆方法预防性灌浆方法有多种，根据采煤与灌浆先后顺序关系可分为采前预灌、随采随灌和采后灌浆。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；采后灌浆就等回采结束后，将整个采空区封闭起来后进行灌浆。为了保证及时、简便处理处理自燃隐患，设计采用埋管灌浆法。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1020M钢管，预埋管一端通采空区，一端接胶管，胶管长一般为2030M，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。图628埋管灌浆示意图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3灌浆参数的选择及日灌浆量、时灌浆量计算浆液的水固比选择532146泥浆的水固比是反映泥浆浓度的指标，是指泥浆中水与固体浆材的体积之比。水固比的大小影响着注浆的效果和泥浆的输送。泥浆的水固比越小，则泥浆浓度越大，其粘度、稳定性和致密性也越大，包裹遗煤隔离氧气的效果也越好，但同时流散范围也越小，输浆管路容易堵塞；水固比大，则输送相同体积的土所用的水量大，包裹和隔绝效果不好，矿井涌水量增加，在工作面后方采空区灌浆时容易流出而恶化工作面环境。浆液的水固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41，冬季为51。日灌浆所需浆材量MLHCQK材式中Q材日灌浆所需浆材量，M3/D；M煤层采高，6号煤层106M；910号煤层22M；L工作面日推进度，6号煤层48M；910号煤层54M；H灌浆区倾斜长度，6号煤层120M；910号煤层130M；C回采率，6号煤层095；910号煤层085；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，一般取005015。Q材6011061204809558M3/DQ材9100122013054085131M3/D日制浆用水量土水1式中Q水1制浆用水量，M3/D；水固比。Q水16581587M3/DQ水191013115197M3/D日灌浆用水量12QK水水水式中Q水2日灌浆用水量，M3/D；K水用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系数一般取110125。Q水26118796M3/DQ水291011197218M3/D日灌浆量M21）（土水浆式中Q浆1日灌浆量，M3/D；M泥浆制成率，取088；Q浆169658088136M3/DQ浆1910218131088307M3/D小时灌浆量NT12浆浆式中Q浆2每小时灌浆量，M3/H；N每日灌浆班数，3班/D；T每班纯灌浆时间，4H/班。Q浆16136/3411M3/HQ浆1910307/3426M3/H每小时最大灌浆量考虑到今后生产规模扩大和煤层发火不确定等因素，灌浆主管路按目前所需能力的15倍设计，则每小时最大灌浆量为2MAX51浆浆Q式中Q浆MAX每小时最大灌浆量，M3/H。Q浆MAX152639M3/H需要说明的是灌浆系统的灌浆系数、水土比等各项参数在实际生产中必须根据煤层发火情况、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实验确定，以确保灌浆效果和生产的安全。工作制度与矿井工作制度相匹配，但需注意以下原则灌浆工作是与回采工作紧密配合进行。设计灌浆为三班灌浆，每天灌浆时间为10H，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15H。4灌浆材料的选择1）加入少量水能够成浆；2）泥浆的渗透性要好；3）不含可燃物或助燃物；4）泥浆要易于脱水注浆必须脱水泥浆要易于脱水，一般要求含砂量2530。泥浆注入井下，如果不易脱水，将会大量存积于采空区工作面下顺槽，并在矿山压力的作用下储备很高的能量。当在泥浆区下部进行回采或掘进工作时，易造成溃浆事故。也不能脱水性太强，太易于脱水，泥浆在采空区形成堆积，起不到包裹煤体的作用。5）泥土粒度要求；不大于2MM，细小粉粒（粒度小于1MM）要占75以上。6）主要物理指标AA灌浆主要物理指标比重2428；塑性指数911；胶体混合物2530；含沙量2530；A、比重如果比重太大，容易沉淀，流动困难，易造成堵管事故，且在采空区灌浆口附近堆积，难以覆盖整个采空区。B、塑性指数土壤的塑性是指其在外力作用下改变形状，但不产生裂隙和断裂，而且当外力停止作用后仍然保持所形成的形态的特性。在一定重量湿度的情况下，土壤固态变成可塑状态，这一湿度称为塑性下限，土壤从可塑状态变成流体状态的重量湿度，称为塑性上限。塑性指数（IP）系指塑性上限的重量湿度与下限重量湿度之差。一般粘土IP17；亚粘土10IP17；轻压粘土3IP10。C、胶体混合物胶体混合物体现了土壤结胶的能力。D、含沙量对于含沙量的要求主要是要求土壤易于脱水。比重2428；塑性指数914；胶体混合物2530；含沙量2530。目前常用的灌浆材料有黄土、粉煤灰等。与黄土相比，粉煤灰的粒度较粗，但体积密度小。就注浆灭火而言，粉煤灰质轻，颗粒表面具有一定光滑度，容易搅拌成浆，便于管道输送。注入火区后流动性、稳定性较好；粉煤灰具有一定的火山活性，其密封性能较好；粉煤灰亲水性差，粒度又大于黄土，注浆后浆体达到静态时脱水快，并随着水的泄流带走一部分热量。因此粉煤灰用于注浆灭火，可以起到隔绝、包裹、降温作用。另外，使用粉煤灰，既处理了废料，又有利于环保。根据本矿的情况，粉煤灰就地取材。5灌浆管路的选择灌浆管路布置回采面采空区是该矿灌浆重点区域，因此，灌浆主管路应针对回采面进行铺设，其它地点的灌浆，则根据需要从主管路上分叉连接。从行人斜井由地面灌浆站铺设一趟管路至回采面，管路铺设路线为地面灌浆站行人斜井车场采区轨道下山工采面回风顺槽工作面。灌浆管道主要灌浆干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2MAX360/4DQV浆式中V管道内泥浆的实际工作流速，M/S；Q浆MAX小时灌浆量，M3/H，D管道内径，M。干管直径取1084MM，支管直径取754MM，经计算干管中泥浆的实际工作流速V干138M/S，支管中泥浆的实际工作流速V干307M/S，实际工作流速处于经济流速范围值内泥浆钢管的临界流速通常为14M/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，其钢管直径取108MM；支管直径取75MM；工作面管道直径取4寸胶管。6制浆的主要设备见表621。表621灌浆设备一览表序号设备名称设备型号单位数量1潜水泵ZBA6B台22泥浆搅拌机自制台33减速器台34下液式泥浆泵80NYL5020J台25无缝钢管10840M6166无缝钢管7540M114074寸胶管DN100M508供水管软管30M100灌浆系统路径地面灌浆站干管10840行人斜井干管10840车场干管10840采区轨道下山干管10840工采面回风顺槽支管7540工作面DN100胶管。6灌浆疏水系统及预筑防火墙疏水系统灌浆前后要严密观测采空区涌水量大小情况，如确定采空区内有较大积水区域或较大水量，可能威胁到工作面安全生产，则必须采用适当疏水措施。疏水措施应根据煤层产状、工作面采煤方法及回采方式、采空区内积水区位置、预测水量大小、工作地点排泄水设施、设备能力综合考虑，并应符合井下防治水的有关要求。对于采空区积水，可采用探水钻施工疏水钻孔或通过密闭上预留的放水孔疏放，也可以通过临近顺槽施工疏水钻孔或顺槽间联络巷内密闭上的放水孔排水。从采空区疏放出的积水，通过顺槽内水沟排到大巷水沟或流入顺槽集水坑，通过水泵外排，后排入井下水仓。疏水系统设施设备主要有水沟、集水坑、密闭墙、排水管路、探水钻机及配套设备、小水泵等。预筑防火墙矿井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料。预筑防火墙的位置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。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。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。灌浆后防止溃浆、透水事故的措施A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。B工作面顺槽内设有水沟和集水坑，并配备小水泵，能够满足工作面俯斜开采时的涌水和浆液析水的排放要求。C本矿井下灌浆采用每10D灌浆一次，一部分灌浆水会从采空区流入工作面运输机道或顺槽水沟内俯斜开采时，这时最好在巷道内构筑滤浆密闭将泥浆滞留于采空区，使水放出。D加强水情观测，对采空区的灌浆量与排水量进行观测记录。排水量过少，灌浆区内可能有泥浆水积存；排水中含泥量较大，采空区可能形成了泥浆通路。处理方法有A立即停止灌浆，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。E工作面下部运输机道见水即停止灌浆。E回采完毕的工作面与接替相邻工作面间留有20M保安煤柱，联络巷及时按要求密闭并在密闭上部安置放水管，可保证工作面回采时采空区积水不致溃入生产的工作面顺槽。如发现密闭内积水较多，必须制定措施，或进行放水。F加强管路检修。7灌浆量计算71灌浆用土量QT计算711按采空区灌浆量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、采后封闭停采线灌浆都是以充满灌浆空间为准。随采随灌的用土量QS可按下式计算。QTKMLCH（31）式中QT灌浆用土量，M3；M煤层开采厚度，M；L灌浆区的走向长度，M；H灌浆区的倾斜长度，M；C煤炭回收率，；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。在K值中反映了顶板冒落岩石的松散系数，泥浆收缩系数和跑浆系数等综合影响。取01。MLHC表示灌浆区所采出的煤量，此方法即根据灌浆区所采出煤量得多少来确定灌浆量的大小。QT6011061204149550027M3QT910012213088085213928M3712按日灌浆量计算QT2KG/1或QT2KMLHC（32）式中QT2日灌浆所需用土量，M3；G矿井日产量，T；1煤炭容重，T/M3；L工作面日进度，M。QT2（6）01363/139261M3QT2（910）013273/1382372M3713按灌浆区日灌浆所需用土量计算公式为矿井实际每日所需采土量为QTAQT2（6）QT2（910）（33）式中QT灌日用土量，M3A取土系数，考虑土壤含有一定的杂质和开采、运输过程中的损失，A取11；QT1126123712895M372灌浆用水量QW计算灌浆用水量QW可按下式计算QWKWQT（34）式中QW灌浆用水量，M3；KW冲洗管路用水量的备用系数，一般取11125，取125；水土比，一般取25，取2。QW1252895272375M373日灌浆量QJ每日的灌浆量可按下式计算QJ（QT2（6）QT2（910）QW）U（35）式中QJ日灌浆量，M3；U泥浆制成率，如表11所示。QJ（261237221375）0884198M3则小时灌浆量可按下式计算QJHQJ/NTM3/H（36）式中N每日灌浆班数,班；T每班纯灌浆小时数。H/班。则小时灌浆量QJH4198/（34）35M374其他计算方法741根据采空区所留浮煤量的多少确定灌浆用土量QTISTK2AM3（37）式中S采空区倾斜面积，M2；T残留浮煤厚度，M；K2浮煤量与用土量值比，一般取0305；A泥浆流失系数，取10311。342根据采空区体积大小确定灌浆用土量QTIMHLKM3（38）式中MHL采空区体积，M3K灌浆系数，一般取015。8灌浆管道系统设计81灌浆管道系统布置灌浆管路有“L”和“Z”布置形式，如图41所示。各自的优缺点如下、L形优点能量集中，充分利用自然压力，管路有较大的注浆能力；安装维护管理简单。缺点井深时压力过大，易崩管。、Z形与L形相反。图41L”和“Z”灌浆管路图所以灌将管路采用“L”形布置，能使能量集中，充分利用自然压力，管路有较大的注浆能力。灌浆路线为地面灌浆站行人斜井车场采区轨道下山工采面回风顺槽工作面。82输送倍线计算泥浆的输送倍线为地面灌浆站至井下灌浆地点的管线长度与灌浆点的垂高之比。N（41）HL式中N输送倍线；L管线长度，M；H垂高，M。地面灌浆站到6煤首采工作面距离为1078M,工作面走向长120M，工作面至地面垂高为142M地面灌浆站到910煤首采工作面距离为1640M,工作面走向长130M,工作面至地面的垂高为210M再加上10的管长，6煤总长为11858M,910煤总长为1804MN611858/142835HLN9101804/21085983管径计算831主要灌浆干管直径计算根据泥浆流速确定，对泥浆流速的要求是A、能够保证泥浆中固体颗粒在输送过程中能够顺利流动而不要沉淀在管中，以致发生堵管事故。临界流速保证泥浆中固体颗粒在输送过程中能够顺利流动而不沉淀或生堵管的最小平均流速。他与土壤的质量、含砂量、比重、土水比等因素有关，可通过查表得出。B、根据临界流速计算管径后再反过来验算实际流速，使之略大于临界流速以保证泥浆的输送和获得最经济的管径。管径计算（42）式中QJH小时灌浆量M3/H；V0临界流速M/S；查表选择直径D表41泥浆临界流速表土壤名称比重管外径及壁厚土水比泥浆容重T/M3临界流速M3/S906131517128312821134112113291490粘土271256131516171101283118211551134109612301453155016361934根据上表，选择外径为100MM的热轧无缝钢管。校验实际流速VQJH/（30D2）2（43）V31435/30011238M/S要求V1238M/SV01121M/S0031364VQVQDJHJHM105124350184管材确定根据灌浆压力确定选用无缝钢管。85管壁计算垂直管道（44）式中管壁厚度，MM；D管内径，MM；RZ许用应力，无缝钢管800KG/CM2；铸铁管200KG/CM2；普通钢管600KG/CM2；P管内压力KG/CM2，P011JH；J泥浆容重T/M3，取12；H井深,2537M；A考虑管壁不均匀的附加厚度，钢管12MM；铸铁管79MM；B考虑垂直管道磨损的附加厚度，根据管道的服务年限取14MM。水平管道（45）N管道质量与壁厚不均匀的变动系数，取09。管材确定BAPRDZ134050BANRDPZ140JHM64212010318041405M28090141210根据上述计算，并结合表41，最终选择外径为100MM的热轧无缝钢管。9水枪选择91水枪的流量特性计算911水枪喷嘴出口射流速度水枪喷嘴出口射流速度可根据式（52）进行计算。（51）式中流速系数，取094；H水枪工作压头，M。912水枪喷嘴流量水枪流量可根据式（52）进行计算。（52）式中U流量系数如射流未经压缩则U；S水枪喷嘴出口断面，SD2/4；D水枪喷嘴直径，MM；913水枪喷嘴直径MM水枪喷嘴直径可根据式（53）进行计算。（53）914水枪喷嘴压头M水枪喷嘴压头可根据式（54）进行计算。（54）915水枪台数计算式中QT2水枪小时用土量，M3/H；QW水枪小时用水量，M3/H；Q单位耗水量，（水枪在某一压力下取土1M3所消耗的水量）M3/M392单位耗水量单位耗水量可参照以下标准进行。921粘土；松散土壤，松散砂土风化泥炭等水枪压力3040M；（34KG