煤与瓦斯突出的防治060515.doc

煤与瓦斯突出的防治 主讲卢益民 高级工程师 二OO七年七月 第一讲 煤与瓦斯突出的防治 一、概述 ○煤与瓦斯突出是煤矿最严重的自然灾害之一。 煤与瓦斯突出事故具有突发性和难于预见性，后果一般比较凶险，多为重特大伤亡事故。白沙局共发生突出伤亡事故35起，（35/12812.7）平均每起死亡3.2人，千吨以上突出伤亡事故发生4起，4/2615平均每起死亡14人。分别为全局各类伤亡事故平均死亡人数的2.2倍和9.7倍。 19802000年我国国有煤矿发生瓦斯突出伤亡重特大事故43起，死亡465人，分别占同期国有煤矿全部重特大事故的3.57和3.68。 2003年我国国有煤矿发生瓦斯突出伤亡重特大事故15起,死亡83人,分别占当年国有煤矿全部重特大事故的34和15.6。 1834年，法国的依阿克矿井发生了世界上第一次突出。 我国首次有记载的瓦斯突出发生在1950年5月2日辽源矿务局富国矿二井。 1969年7月3日前苏联顿巴斯矿区的加加林矿，发生了一次世界上最大的突出，突出煤14200t，瓦斯25万m3。 1975年8月8日，四川天府局三汇一矿280m平峒揭开K1煤层时发生了我国最大一次突出，突出煤矸量12780t、喷出瓦斯1400km3。 1972年2月20日，白沙局红卫煤矿坦家冲井126采区-50m石门过门坎时发生了一次突出4500t，喷出瓦斯1385km3，煤矸堆积巷道450m，瓦斯逆流1087m的特大型突出，为我省最大。 ○我国是世界主要产煤国家中突出最严重的产煤大国。 我国是世界上突出最严重的国家,突出矿井数约占世界突出矿井总数的46,产量占世界突出矿井总产量的24,至1988年全国发生瓦斯突出1.43万次,约占世界总突出数的40。千吨以上特大型突出100次，占世界特大型突出次数（265次）的37.7。 表11世界各主要产煤国煤与瓦斯突出概况 国 别 统计时间（年） 突 出 总次数 最大突出 突 出 的 最浅深度（m） 特大型 突 出 （次） 主要突出 矿 区 强度 （t） 瓦斯 （Km3） 中国 1950～1988 14300 12780 1400 50 100 白沙、涟邵、北票、南桐、天府 法国 1879～1973 6788 5600 100 180 155 加莱、海滨 前苏联 1906～1988 10988 14200 250 120 10 顿巴斯 波兰 1984～1979 1534 5000 820 80 - 下西里西亚 日本 1926～1974 1000 4000 600 220 - 北海道、夕张 匈牙利 1894～1981 800 2210 150 140 - 别奇 比利时 1947～1968 474 1600 130 180 - 别里纳什中部 英国 1926～1972 192 4000 57 180 - 澳大利亚 1885～1968 480 4700 15 180 - 南威尔士、昆土兰 土耳其 1969～1986 52 1100 11 280 - 宋库尔达克 资料来源煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册。 ○湖南是全国瓦斯突出最严重的省份之一，是一个突出重灾区。 2003年我省煤矿发生死亡3人以上的重特大事故35起死亡160人，其中发生瓦斯突出重特大事故18起、死亡94人，分别占全部重特大事故的51.4和58.75。 至1988年底止全省共发生突出4843次，占全国同期1.43万次的33.8。 表12 全国部分突出矿井百万吨突出次数与煤量统计率 矿井别 百万吨突出次数 百万吨突出煤量 72-75 76-80 81-85 86 88 72-75 76-80 81-85 86 88 天 府 中 梁 山 焦 作 南 桐 涟 邵 松 藻 白 沙 芙 蓉 北 票 阳 泉 平 均 百分比（） 5．65 2．29 0．98 4．79 17．13 3．05 72．3 0．57 35．62 15．82 100 0． 11．39 4．9 3．31 10．32 33．83 12．26 81 1．05 26．59 20．51 129 1．37 3．36 1．99 20．18 46．72 11．30 91．87 3．97 19．41 22．24 141 2．16 2．82 2．24 27．39 50．55 1．30 50．94 0．27 23．63 17．92 113 1．29 0 0．684 19．51 24．75 10．92 24．75 14．71 13．80 87 5159．7 291．2 171．8 267．4 1598 207 8438 13．10 1523 1963．2 100 1181．7 1894．6 208．5 929．6 2721 136 6961 52．5 1273 1706 86．9 78．9 1254．6 110．5 1158．3 3180 700 10334 727 1337 2097 106 168．3 1408．5 413．2 1397．8 4961 6．96 5943 466 1306 1785 90．9 440 0 107．8 4279 1836 767．36 2729 134．86 1464 74．57 全省有118处矿区、441个井田、有煤与瓦斯突出的矿区就有27处，井田102个，分别占22.9和23.1。 ○因此，防治煤与瓦斯突出就成为保障全省煤矿生产建设健康发展和安全状况稳定好转的一项重要工作。 二、瓦斯突出的定义 在地应力和瓦斯的共同作用下，破碎的煤、岩和瓦斯由煤体或岩体内突然向采掘空间抛出的异常的动力现象。这里所指的突出是煤与瓦斯突出、煤的突然倾出、煤的突然压出、岩石与瓦斯突出的总称。 三、瓦斯突出的危害 1、造成人员伤亡。 白沙局坦家冲井“91.3.24”136-50二石门误穿煤层发生突出1995t,死亡30人的特大突出伤亡事故。该井突出伤亡事故平均死亡3.2人/次,特大型突出伤亡事故平均14人/次。1980年2000年全国发生瓦斯突出重大伤亡事故43起,死亡465人，平均每次10.81人/次。 2、井巷和设备（设施）损坏。 白沙局坦家冲井“67.7.8”突出2000t事故（见图11），破坏碹体三处，累计长56m；装岩机一台、矿车3辆、轨道80m、风水管400m、电缆200m、风筒300m，低爆开关2台 28 时间67年7月8日7时 强度2000t，CH40.96Mm3 垂深180m 炮眼33个 装药19kg 放炮7次 突出地点放大图 图11 坦家冲主斜井-50车场突出示意图 图12 坦家冲井126采区-50一石门突出示意图 时间72年2月20日 强度4500t，CH41.3Mm3 掩埋巷道450m 逆风距离1087m 3、引起瓦斯燃烧和爆炸。 白沙局坦井“72.2.20”突出4500t，瓦斯在风井口被引燃，烧坏两台18＃轴流式风机及其它井口设施（见图12） 白沙局艾和山矿井1981年11月17日在226采区-3m水平石门揭煤时班中发生突出1000t 的事故，，由于回风巷有电机车运行，产生火花引起瓦斯爆炸，死亡14人。 4、造成停产。 坦井主井底石门“72.2.20”突出2000t，停产68天。 一般情况下突出处理需要时间 突出强度（吨/次） 处理需要时间（天） ＞100吨 7～10天 ＞500吨 15～20天 特大型 ＞30天 5、突出空洞为安全生产留下隐患。 突出煤破碎程度较高，比表面积较大，再加上突出空洞处通风不良，突出煤与空气中的氧相结合发生的热量散发不出去，很容易引起自然发火。四川芙蓉局芙蓉煤矿在突出后清理突出煤时就曾发生过自燃。最短时间只有20天。 四、瓦斯突出分类 （一）按成因和动力现象特征分突出、压出、倾出。 表1-3各类瓦斯动力现象的特征 突 出 类 型 成 因 空 洞 抛出物特征 喷出瓦斯 动 力 效 应 预 兆 堆积 状态 距 离 m 坡 度 数 量 t 瓦斯量 m3/t 风流 方向 突 出 52.44 地应力、瓦斯共同作用下 口小腔大。梨形 舌形 碎、 粉煤 数米至数百米 小于自然安息角 数吨至数千吨 5-30倍煤层瓦斯含量 逆流 很大，推翻矿车支架 煤炮、煤变软、变暗、发冷、瓦斯忽大忽小 压 出 34.54 构造应力或采掘集中应力 无；或不规则形，充满块煤 大块无分选性 1-3m 小于或等于自然安息角 ＜300t 短时超限 顺流 不大，支架折断 掉碴、支架来力 倾 出 13.02 煤的自重、瓦斯参与 口大腔小 碎煤无分选性 ＜10m 小于或等于自然息角 ＜100t 小于或近于 顺流 不大，支架折断 煤变软、变暗、掉碴、支架来力 注括号中数字为我省1989～1998年553次突出中各类型突出所占百分比。 （二）按突出强度分类 我省1989年1998年突出553次，按突出强度分类如下 1、小型突出 ＜50t/次 占50.8 2、中型突出 50～100t/次 占20.3 3、次大型突出 100～500t/次 占24.4 4、大型突出 500～1000t/次 占2.89 5、特大型突出 ＞1000t/次 占1.63 注括号中数字意义同前。 （三）、按作业地点分类 1、石门 64次 占11.6 2、煤平巷 268次 占48.4 3、煤上山 142次 占25.7 4、煤下山 7次 占 1.3 5、回采面 70次 占12.7 6、打钻 2次 占0.36 四按工序和作业方式分 1、放炮441次，占79.8； 2、手、风镐落煤39次，占7.08； 3、挖柱窝11次，占2； 4、其它，62次，占11.2。 五、瓦斯突出的一般规律 1、突出前有预兆； 2、突出煤层一般比较松软、破碎； 3、突出多发生在地质构造变化带； 4、突出的强度和频率随采深增加而增大； 5、突出的强度和频率随煤厚增加而增大； 6、突出时瓦斯的喷出量远远大于突出煤的原始瓦斯含量，全国统计结果是5～30倍； 7、突出次数与突出强度成反比； 8、突出与采掘活动关系密切； 9、突出危险性有明显的区域性。 六、突出的预兆 （一）有声预兆 1、打煤炮；象打闷雷、放鞭炮。 2、煤体震动、支架断裂。 3、喷孔，啸声、象压风管漏风。 （二）无声预兆 1、煤壁开裂、位移、掉渣、片落； 2、煤层变软、干燥、变暗，层理紊乱，煤尘大； 3、瓦斯涌出量异常，忽大忽小； 4、工作面温度降低，变冷。 5、顶钻、卡（夹）钻。 七、防突工作要点六句话，十二字方针。 （一）六句话 1、 一个优先考虑 突出矿井开采煤层群时必须优先考虑开采保护层。开采保护层后，在被保护层受到保护的区域可按无突出危险煤层进行采掘工作；在未受到保护的区域，必须采取防突措施。 2、 两个必须坚持 ● 必须坚持预抽煤层瓦斯；（第二讲） ● 必须坚持执行安全防护措施。 3、三项基本建设 ●矿井硬件（系统、装备）建设 ●队伍建设 ●制度建设 4、四大工程技术措施 ●合理的井巷布置； 1、 主要井巷应布置在岩层或非突出煤层中； 2、 煤巷应尽可能布置在卸压范围内，如采用沿空送巷或沿空留 巷，或在保护层的保护范围内掘进； 3、 井巷揭穿突出煤层的次数应尽量少； 4、 井巷揭穿突出煤层的地点应避开地质构造带； 5、 突出煤层中的掘进工作量应尽可能减少； 6、 井巷揭穿突出煤层前，必须有独立可靠的通风系统； 7、 突出煤层中、杜绝任何两个采掘工作面之间串联通风。 ●安全独立可靠的通风系统 1、 尽量采用对角式通风、有条件的可采用采区风井；不宜采用中央并列式通风； 2、 采区内至少设一条专用回风上山； 3、 石门应有专门风桥与采区回风上山相连。 ●正确的采煤方法 1、巷掘进率低、集中应力点少的长壁式或正台阶式采煤方法； 2、尽量在卸压区内采煤、如水平分层或倾斜分层采煤法； 3、便于进行预抽煤层瓦斯的采煤法、如设区段底板岩巷的走向长壁式采煤法； 4、减少上山掘进量的采煤法。如采用连续推进的走向长壁式采煤法。 ●“四位一体”的综合防突措施。 5、五个严格禁止 ●严禁采掘工作面之间存在串联风或共用一个回风巷；（见图13） 图13采掘工作面共用回风道示意图 ●严禁用手镐或风镐落煤； ●严禁采用放顶煤采煤法、水力采煤法和非正规采煤法； ●严禁空帮空顶作业；采用金属骨架措施揭穿突出煤层后，严禁拆除或回收骨架； ●石门揭煤或煤层放炮，回风侧严禁人员通行或作业。 6、六字要求 高、强、专；严、细、实。 高高风险、高投入；高要求、高素质。 强强化管理、强制装备，强制培训。 专配备防突专干、组建防突专业队伍。 严严格管理、严肃纪律、严格要求、严明奖惩。 细工作细致、力戒粗枝大叶；操作细心，做到胆大心细；落实措施要注意细节。 实管理人员要务实、操作人员要老实，作风要扎实，措施要落实。 （二）十二方针 先抽后采、监测监控、以风定产。 第二讲 区域性防治突出措施 第一节 开采保护层 在突出矿井开采煤层群时必须首先开采保护层。 开采保护层后，在被保护层中受到保护的地区按无突出煤 层进行采掘工作；在未受到保护的地区，必须采取防治突出措施。 选择保护层必须遵守下列规定 1、 首先选择无突出危险的煤层作为保护层。当煤层群 中有几个煤层都可作为保护层时，应根据安全、技术和经济的合理性，综合比较分析，择优选定； 2、 矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险 程度较小的煤层作保护层，但在此保护层中进行采掘工作时，必须采取防治突出措施； 3、 选择保护层时，应优先选择上保护层，条件不允许 时，也可选择下保护层，但在开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。 开采下保护层时，上部被保护层不被破坏的最小层间距离 应根据矿井开采实测资料确定如无实测资料时。可参用式（1）或式（2）确定 当α＜60时，HKMCOSα （1） 当α≥60时 HKMSIN（α/2） （2） 式中 H 允许采用的最小层间距，m； M 保护层的开采厚度，m； α煤层倾角，度； K顶板管理系数，冒落法管理顶板时，K采用10， 充填法管理顶板时，K采用6。 划定保护层有效作用范围的有关参数，应根据矿井实 测资料确定，报矿务局（集团公司）总工程师批准后执行。对暂 无实测资料的矿井，可参照下述条文执行 1、 保护层与被保护层之间的有效垂距，可参用表21或用 式（3）和式（4）确定。 表21 保护层与被保护层之间的有效垂距 煤 层 类 别 最 大 有 效 垂 距 （m） 上 保 护 层 下 保 护 层 急倾斜煤层 缓倾斜和倾斜煤层 ＜60 ＜50 ＜80 ＜100 下保护层最大有效距离 S下 S′下β1β2 （3） 上保护层最大有效距离 S 上 S′上β1β2 （4） 式中S，下、S，上 下保护层和上保护层的理论有效间距， m．它与工作面长度α和开采深度H有 关，可参照表22取值，当α＞0．3H时， 则取α0．3H。但α不得大于250m； 表2-2 Sˊ上 和Sˊ下 与开采深度（H）、工作面长度（α）的关系 开采 深度H S′下 （m） Sˊ上 （m） 工作面长度α（m） 工作面长度α（m） （m） 50 75 100 125 150 175 200 250 50 75 100 125 150 200 250 300 100 500 600 800 1000 1200 70 58 50 45 33 27 24 100 85 75 67 54 41 37 125 112 100 90 73 57 50 148 134 120 109 90 71 63 172 155 142 126 103 88 80 190 170 154 138 117 100 92 67 50 39 34 29 25 23 76 58 49 43 36 32 30 83 66 56 50 41 36 32 87 71 62 55 45 41 37 90 74 66 59 49 44 40 92 76 68 61 50 45 41 β1保护层开采影响系数， 当M≤M 0时，β1M/M 0 （5） 当M＞M 0 时，β11 （6） M 保护层的开采厚度，m； M 0 开采保护层的最小有效厚度，m 0 可按图21确定； β2层间硬岩（砂岩、石灰岩）含量系数，以η表示硬岩在层间岩石中所占有的百分比； η≥50 时，β2 1-（0．4η/100） （7） η＜50 时，β2 1 （8） 图2-1 确定保护层最小有效开采厚度M 0 曲线图 2、正在开采的保护层工作面，必须超前于被保护层的掘进工 作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层层间垂距的两倍，并不得小于30m； 3、对停采的保护层采煤工作面，停采时间超过3个月、 且卸压比较充分，该采煤工作面的始采线、采止线及所留煤柱对被保护层沿走向的保护范围可暂按卸压角560～600划定，如图22所示； 4、保护层沿倾斜的保护范围，按卸压角划定，如图23 所示。卸压角的大小应采用矿井的实测数据。如无实测数据时，参照表23中的数据确定； 5、矿井首次开采保护层时，必须进行保护层保护效果及范围 的实际考察，并不断积累、补充完善资料，以便尽快得出确定本矿保护层有效作用范围的参数。 图22 保护层工作面始采线、采止线和煤柱的影响范围 1保护层；2被保护层；3煤柱；4采空区；5被保护范围；6始采线、终采线 图23 沿倾斜保护范围 开采保护层时，采空区内不得留有煤（岩）柱；特殊情 况需留煤（岩）柱时，应经矿务局（集团公司）总工程师批准， 并将煤（岩）柱的位置和尺寸准确地标在采掘平面图上。每 个被保护层的瓦斯地质图上，应标出煤（岩）柱的影响范围， 在这个范围内进行采掘工作时，必须采取防治突出的措施。 表23 保护层沿倾斜的卸压角 煤层倾角α（） 卸 压 角（） δ1 δ2 δ3 δ4 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 80 77 73 69 65 70 72 72 73 75 80 83 87 90 90 90 90 90 90 80 75 75 75 77 80 80 80 80 78 75 75 75 75 70 70 70 70 72 75 80 保护层在特殊情况下非留煤柱不可时，必须按照表24填写煤柱记录表，保护层留有不规则煤柱时，必须按照其最外缘的轮廓划出平直轮廓线、并根据保护层与被保护层之间的层间距变化，确定其有效影响范围，在被保护层进行采掘工作时，还应根据采掘瓦斯动态及时修改。 表24保护层采空区中遗留煤柱记录表 采区名称 保护层名称 保护层遗留煤柱 煤柱影响 突出煤层煤 量 煤 柱 测绘人 矿总工程师 遗留日期 尺寸（m） 沿走向 沿倾向 开采厚度等于或小于0．5m的保护层时，必须检验保护层的实际保护效果。如果保护层的实际保护效果不好，在开采被保护层时，还必须采取防治突出的补充措施。 在有抽放瓦斯系统的矿井开采保护层时，应同时抽放被保护层的瓦斯。 开采近距离保护层时，必须采取措施严防被保护层初期卸压的瓦斯突然涌入保护层采掘工作面或误穿突出煤层。 第二节 预抽煤层瓦斯 一、抽放瓦斯的条件 1、一个采煤工作面绝对CH4涌出量＞5m3/min。 一个掘进工作面绝对CH4涌出量＞3m3/min。 用通风方法解决瓦斯问题不合理的。 2、一个矿井 ⑴≥40m3/min； ⑵＞30m3/min（1～1.5Mt）； ⑶＞25m3/min（0.6～1Mt）； ⑷＞20m3/min（0.4～0.6Mt）； ⑸＞15m3/min（≤0.4Mt）。 3、开采突出煤层。 二、抽放瓦斯必须遵守的规定 1、钻孔应控制整个预抽区并均匀布孔； 2、预抽防突措施有效性指标应根据矿井实测资料确定，如无实测数据，可依据下列指标之一确定 ⑴预抽率＞30； ⑵预抽后CH4残存量小于该层始突深度的原始CH4含量。 预抽率的计算工作面（开采层）瓦斯抽放率。 式中抽出瓦斯量，m3； 钻孔排放或喷出瓦斯量，m3； 工作面（煤层）瓦斯储量，m3。 3、 利用CH4时，CH4浓度≮30，并在系统中安装防回火、回气或防爆装置，不利用时，≮25。 4、 井下瓦斯管路敷设的原则 1） 根据矿井巷道布置的具体情况，选择转弯少、距离 近的线路； 2） 应敷设在不经常通车的回风巷道内，以防撞坏漏 气；如巷设在运输巷道，则应架设在矿车掉道碰不到的高度； 3） 要考虑管路的运输、安装和维修方便； 4） 当发生故障时、要保证管内瓦斯不会进入工作面、 机电硐室。 5） 管路不得与带电物体接触并应有防止砸坏管路的 措施。 5、 管路安装质量要求 1）管路安装前要进行除锈和防腐处理； 2）管路安设要平直、坡度尽量一致、少转急弯； 3）管路要用木墩垫高，垫起高度不低于300mm；管路与巷 帮要保持不小于300mm的距离； 4） 设在主要运输巷道的瓦斯管路，距轨面高度不得低于 1.8m； 5） 在平巷敷设瓦斯管路时，要保持流水坡度；敷设在斜 巷的管路，要用卡子固定在支架上、防止下滑； 6） 低洼处的管路要设放水器； 7） 管路接好后，应进行气密性试验，试验压力不小于 0.15Mpa。 三、瓦斯抽放方法7水力割缝 1采区大面积抽放 3围岩裂隙及溶洞抽放 5煤巷工作面边掘边抽 6水力压裂 9煤层物理化学处理 10上邻近层抽放 11下邻近层抽放 12密闭插管抽放 13密闭和钻孔抽放 14打钻到冒落拱上方 16地面大面积抽放打钻到冒落拱上方抽放 15地面垂直钻孔 17采区大面积抽放地面垂直钻孔抽放 4回采工作面边采边抽 19水力压裂密闭插管抽放 8松动爆破 下邻近层抽放地面垂直钻孔抽放 采区大面积抽放上邻近层抽放 18 局部抽放 石门揭开前和煤巷掘进 2 从地面打钻 专门的抽放巷 从巷道打钻 地面打 钻 穿层孔 顺层孔 瓦斯抽放 未卸压煤层和围岩抽放 卸压煤层和围岩抽放 采空区 抽 放 综 合 抽 放 边采 边抽 强化 抽放 预先 抽放 图24瓦斯抽放方法分类示意图 四、钻孔布置 图5- 图 6 图7 图8 图9 图10 五、封孔穿层孔≮3m 沿层孔≮5m。 六、预抽率（抽出量喷出量排放量）/煤层瓦斯储量 五、封孔穿层孔≮3m 沿层孔≮5m。 六、预抽率（抽出量喷出量排放量）/煤层瓦斯储量 七、抽放孔数量的确定 （个） 式中孔数，个 预抽区走向长，m； 预抽区倾斜长，m； 抽放有效半径，m。 表25各矿区瓦斯抽放半径 矿区（井） 淮南 焦作 鹤壁 峰峰 抚顺 天府 北票 白沙 抽放半径（m） 7～8 10～13 3～4 10～17 40 10～15 2 4～5 抽放时间（月） 4 6 30 3 6 八、孔径、孔深φ42、50、75、89、127、130 mm 40～70 m 九、数量每个钻场3～5个孔。 十、钻孔角度 1、垂直煤层走向钻孔 H α β l L ⑴ ⑵ 2、斜交煤层走向钻孔 l γ′ β γ H L′ β′ B l′ 十一、钻场布置 图211 图212 图13 图14 图15 图17 图16 十二、预抽煤层瓦斯防突作用机理 大量实测资料显示，预抽煤层瓦斯后，煤体会发生一系列变化瓦斯压力下降，煤的硬度增加并产生收缩变形。 表212部分矿井预抽瓦斯前后有关参数的变化情况 项目 中梁山矿 青山矿 蛇形山矿 预抽前 预抽后 预抽前 预抽后 预抽前 预抽后 瓦斯压力（MPa） 2.87 1.00 1.36～2.42 0.40～0.60 2.80 1.00 煤体变形（‰） - 1.5～2 - - - 1.4 煤的硬度 0.27 0.61 0.25～0.35 0.40～0.91 由上述数据可见，预抽煤层瓦斯防突的作用机理如下方框图所示 煤体收缩 煤体变硬 地应力下降 瓦斯内能释放 突出阻力增大 降低或消除突出危险 预抽瓦斯 图218预抽煤层瓦斯防突机理图 参考资料 1、 中国统配煤矿安全生产年鉴（19881989） 2、 防治煤与瓦斯突出技术发展现状与展望 王佑安 3、 煤矿安全规程专家解读（井工部分） 4、 中国统配煤矿安全生产年鉴（19881989） 5、 煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册 于不凡等 6、 中国煤矿重大事故中的不安全行为研究 陈红等 7、 湖南省煤矿瓦斯及防治技术（19891998）