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2.7矿井通风8
第三章重大危险源预防及治理9
3.1火区及小窑的分布情况9
3.2地表露头煤的治理9
3.3采空区自燃发火的预防及治理10
3.3.1控制采面风量，确保通风系统稳定可靠10
3.3.2加强采面堵漏，减少采空区漏风10
3.3.3加强监测监控10
3.3.4及时喷洒阻化剂11
3.3.5其他安全措施11
3.4应急处置12
3.4.1封闭工作面时，应按下述要求进行准备、实施12
3.4.2实施封闭的条件13
3.4.3实施密闭的位置13
第四章矿井主要防灭火方法14
4.1氮气防灭火14
4.1.1．氮气防灭火的技术要求14
4.1.2注氮气工艺系统14
4.1.3注氮参数选择与计算15
4.1.4本年度注氮安排16
4.1.5具体施工要求16
4.2阻化剂防灭火17
4.2.1阻化剂选择17
4.2.2喷洒压注工艺系统17
4.2.3参数计算17
第五章日常防治管理19
5.1外因火灾的预防19
5.2外因火灾的处置方式20
5.2.1用水灭火20
5.2.2用砂石进行灭火。
21
5.3内因火灾的防治23
第一章前言
1.1编制依据
1、《煤矿安全生产法》、《煤矿安全规程》、《煤矿防灭火条例》等法律法规；
2、根据概况多年的开采及采空区发火情况；
3、依照“安全第一、先治后采”的原则；
4、根据新疆维吾尔自治区煤矿矿用安全产品检验中心提交的煤层自燃性鉴定报告。
1.2指导思想
1、贯彻执行《煤矿安全规程》相关的灭火规定；
2、针对本矿井井下开采条件和不安全因素，积极采取安全有效地方法，保证防灭火安全、快速、有效；
1.3设计的目的
1、提高我矿的本质安全程度和管理水平，控制发生生产过程的威胁和有害因素，降低安全生产风险，预防各类火灾事故的发生，保护从业人员的健康和国家财产的安全；
2、为了能合理有效地控制煤层发生自燃事故，降低事故的发生概率，提高职工的生命安全和矿井安全的可持续发展。
第二章矿井简介
2.1交通情况
拜城县温州矿业开发有限公司一矿三号井（以下简称一矿三号井）位于拜城县县城北北西方向的天山南麓库拜盆地北缘的低山区，离县城直线距离约39km，行政区划归新疆拜城县管辖。
307省道自西向东从拜城县城穿过，西在温宿县的玉尔滚与314国道相接，可以通往阿克苏、喀什等地，东在拜城县的夏马力巴克与217（独库公路）国道相接，可以通往库车、伊犁等地。
从煤矿向南到拜城县城有简易公路
（39km），煤矿交通比较方便。
2.2气象、水文及地震情况
（1）气象
拜城县属内陆干旱气候，冬、夏两季较长，春、秋较短。
冬季寒冷，夏季凉爽，昼夜温差较大，历年平均气温6.6℃，年最高气温为37.4℃，年最低气温为-32℃，年平均降水量115.9mm，蒸发量达1567.8mm。
全年日照达1432h，无霜期为146d，每年的12月到翌年的3月为冰冻期，最大冻土深度1.15m，春季多北风。
7月中旬至下旬为雨季，有暴雨降落，造成山洪爆发。
煤矿区及附近设有气象台站，与拜城县相比煤矿区降雨偏多，气温偏低。
另外灾害性的天气有风灾、冰雹和沙尘暴等。
（2）水文
煤矿区及其附近发育有喀拉苏河、舒善河、库尔阿肯沟,前2条河都发源于天山现代冰川和附近雪山，均垂直山脉走向，自北向南流入拜城盆地，河水受冰雪融水和泉水补给，其水文特征受季节控制，在融雪季节受气温控制。
河流坡降较大，水流湍急，河流搬运作用强烈。
库尔阿肯沟为季节性冲沟，仅在雨季和融雪季节才形成短暂水流。
喀拉苏河属常年性河流，位于煤矿区东14km处，年平均流量5.72m3/s，年平均总泾流量1.8亿m3，以大气降水和北部山区雪融水、泉水为主要补给源，受季节影响动态显著，通常在4～8月流量最大，最大可达36.06m3/s，水位标高1745m。
舒善河位于煤矿区内，为季节性河流，河流自北向南从煤矿区通过，充水期为每年3～10月，其年平均流量2.01m3/s，年平均总泾流量0.38亿m3，以大气降水和北部山区雪融水、泉水为主要补给源，受季节影响动态显著。
（3）地震
煤矿区位于天山活动带附近，地震活动频繁。
根据中国地震动峰值加速度分区图确定该区动峰值加速度为0.15g。
煤矿区的地震基本烈度值为Ⅶ度。
2.3井田面积
井田东西走向长度5.52公里，南北倾斜宽度平均1.06km，面积约5.9178km2，+2120m水平可采储量250万吨。
2.4地质构造与煤层赋存
2.4.1构造
矿区为向南倾斜的单倾构造，地层走向近东西向，地层倾向178°
～184°
，中部、东部地层倒转，地层倾角在80°
～89°
之间，为急倾斜地层，含煤地层及煤层沿走向、倾向角度变化不大，煤层产状较稳定，没有大的断层，可能存在小型平推断层，但煤矿中的现有巷道没有见断层发育，煤矿区没有岩浆侵入，构造类别属于第二类：
“中等”构造类型。
2.4.2煤层
本区分布的塔里奇克组地层共含可采煤层4层，从下往上分别为A5、A7、A8、A9号煤层。
现在矿井开采的为A5、A7、A9号煤层。
煤层倾角均在85°
之间，平均87°
。
现就各可采煤层分述如下：
1、A5号煤层：
位于下侏罗统塔里奇克组下段（J1t1）的底部。
煤矿区内全区可采。
最小厚度4.29m、最大厚度8.21m、平均7.13m。
煤厚变化表现在东部较厚和西部稍变薄，中部有分岔现象，中间夹矸厚约0.45-2.10m，煤层总体结构较复杂，煤层中一般无夹矸，中东部地段分岔有一层夹矸。
该煤层厚度变异系数为21％。
煤层顶板和底板岩性均为深灰色粉砂岩。
与A7煤层间距平均约8.14m。
2、A7号煤层：
位于下侏罗统塔里奇克组下段（J1t1）的下部A5煤层之上。
最小厚度2.06m、最大厚度2.72m、平均2.35m。
煤厚变化总体表现在东部较厚，西部稍薄。
煤层结构简单，局部偶见夹矸。
该煤层厚度变异系数为13％。
煤层底板岩性为深灰色粉砂岩，顶板岩性为粗砂岩及含砾粗砂岩。
与A8煤层间距平均约27.48m。
3、A8号煤层：
位于侏罗系下统塔里奇克组上段（J1t2）底部。
煤层最小厚度为1.04m，最大厚度为1.84m，平均1.35m。
全区可采。
煤层由西向东变化趋势不明显、结构简单，局部偶见夹矸。
煤层厚度变异系数为24％，但该煤层夹矸不太稳定。
煤层顶板为粉砂岩和细砂岩、底板为粗砂岩、含砾粗砂岩。
4、A9号煤层：
位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）。
具有三个分层，厚度在3.11～4.84m之间，平均3.95m。
上部2个分层间距约1.2～1.98m，与下分层间距约1.90～2.78m，顶底板均为泥岩和泥质粉砂岩，结构较复杂。
该煤层厚度变异系数为23％。
表2-1煤层特征综合表
厚度
煤号
总厚度（m）
最小-最大
平均
顶底板
顶板岩性
底板岩性
层间距（m）
最小-最大
夹矸
层数
煤层
结构
变异
系数
稳定性
A5
4.29-8.21
7.13
粉砂岩
0-1
较复杂
21%
稳定
4.45-13.55
8.14
A7
2.06-2.72
2.35
含砾粗砂岩
简单
13%
20.60-34.12
27.48
A8
1.04-1.84
1.35
粉、细砂岩
23%
3.60-8.04
5.17
A9
3.11-4.84
3.95
泥岩
3
复杂
24%
22.92-35.49
28.37
A16
0.15-0.39
0.27
泥岩
不稳定
6.09-9.35
7.81
A18
0.10-0.30
0.21
2.5矿井开拓方式及采煤方法
矿井开拓方式为主立-副斜井开拓，共建有五个井口，舒善河以东建有三个井口，分别为主立井、行人走巷和1号风井；
舒善河以西建有两个井口，分别为副斜井和2号风井。
主立井：
井口标高+2304.8m，井底标高+2120m，井筒净断面15.9m2，井筒方位154°
，垂深184m，料石砌碹支护，采用双钩罐笼提升，担负煤炭提升任务。
井筒内敷设排水管、消防洒水管、动力、通讯电缆，作矿井进风井。
副斜井：
井口标高+2269m，井筒方位88°
，倾角22°
，净断面5.2m2，斜长253m，井底标高+2180m，料石、锚杆支护，采用单钩串车提升，担负矸石提升、运送设备、材料任务。
井筒内敷设排水管、消防洒水管、动力、通讯电缆，并设置人行台阶和扶手，作矿井进风井，并兼作矿井一个安全出口。
+2120m水平A9过河运输大巷联系主立井、副斜井，井下采用电瓶车牵引1t矿车运输。
一号风井：
井口标高+2281.7m，井底标高+2250m，净断面5.6m2，垂深31.7m，采用锚网支护，为矿井东采区服务，作矿井一个回风井。
二号风井：
井口标高+2296.5m，井底标高+2230m，净断面4.9m2，垂深66.5m，采用锚网支护，为矿井东采区服务，作矿井一个回风井。
行人走巷：
井口标高+2281.7m，井底标高+2230m，井筒净断面4.8m2，斜长123m，料石砌碹支护，作矿井一个安全出口。
矿井按照延伸设计共划分为五个采区，一水平（+2180m）划分一个采区，采用单翼开采；
二水平（+2120m）划分为两个采区，即二、三采区。
三水平划分为两个采区，即四五采区。
舒善河以西为一、二、四采区，以东为三、五采区。
全矿井+2120m水平划分为两个采区，主立井井筒保安煤柱以东划分为一个采区，副斜井井筒保安煤柱以西划分为一个采区。
在采区运输水平、回风水平分别布置一条集中运输石门、一条集中回风石门，为采区服务。
目前主立井井筒保安煤柱以东+2180水平以上的A9、A7、A5煤层基本已回采完毕。
副斜井井筒保安煤柱以西+2180m水平以上的A9、A7、A5煤层基本已回采完毕。
目前矿井正在回采副斜井以东的三采区工作面。
矿井现运输水平为+2120m，回风水平为+2160m。
矿井沿+2120mA9煤层布置采区运输大巷，分别向东、西翼井田边界方向掘进。
根据生产实际每500m左右布置一小采区，即每隔500m在+2120m布置运输石门贯穿A7、A5煤层。
在+2160m布置回风石门贯穿A7、A5煤层。
贯穿石门两翼布置A7、A5煤层运输、回风顺槽，走向长约240m。
利用开切眼贯通运输、回风顺槽布置采煤工作面。
小采区前进式布置。
现西翼布置201采区，东翼布置304采区。
根据矿井煤层赋存条件，矿井采用走向长壁伪倾斜柔性掩护支架开采。
回采工作面采用后退式。
工作面顶板管理采用全部垮落法。
各煤层开采顺序为自上而下逐层开采。
2.6矿井瓦斯、粉尘、地温等情况
2.6.1矿井瓦斯等级：
据瓦斯及二氧化碳等级鉴定报告显示，矿井相对瓦斯涌出量为37.53m³
/t，绝对瓦斯涌出量为14.62m³
/min；
相对二氧化碳涌出量为2.93m³
/t，绝对二氧化碳涌出量为1.14m³
采煤工作面最大瓦斯涌出量3.07m³
掘进工作面最大瓦斯涌出量为0.63m³
鉴定煤层为A5、A7、A9煤层，鉴定水平为+2120m水平。
根据《煤矿瓦斯等级鉴定暂行办法》第十条规定，专家组认定我矿2013年度为高瓦斯矿井。
2.6.2煤尘爆炸指数：
煤层的火焰长度为390~800mm，煤尘具有爆炸性。
2.6.3自燃发火倾向：
三号井开采的A5a、A5b、A7、A9四层煤为长焰煤及焦煤，肥煤、气煤，燃点温度AT大于40℃，属易发火自燃煤层，发火期限为3至6个月.
实测地温26℃，地温梯度为3℃/100m左右，属地温正常区。
2.7矿井通风
矿井进、回风井的布置方式是中央并列式分区通风，采用机械抽出式通风。
矿井主扇分别安装在一号风井、二号风井井口，分别安装两台主扇，一台工作、一台备用。
主扇型号：
一号风井FCDZNO15B两台，二号风井FCDZNO14B两台。
电机功率分别为2×
55KW、2×
45KW。
主提升立井、副斜井、行人走巷为进风，风井为回风。
第三章重大危险源预防及治理
根据我矿实际情况，加之采煤方法的限制，我矿将回采工作面上部老采空区及地表露头煤列为重点预防和治理的区域。
3.1火区及小窑的分布情况
三号井是在一号立井、二号立井、二号平峒、加上一号平峒的下部实施开拓开采工程的，舒善河以东+2180m以上全为采空区，A5a、A5b两层煤在矿区范围内均属易燃煤层，已开采的采空区和该两层煤的地表露头煤，都有自燃着火的现象，A7、A9煤层属容易自燃层，在已开采的1-6个采区内未发现有煤层自燃的现象。
3.2地表露头煤的治理
我矿委托山东科技大学资源与环境工程学院编制了《一矿三号井地表安全隐患灾害治理可行性研究报告》，对地表原开采废弃井口、采空区、火烧区、塌陷坑进行灾害治理。
由于年代久远，目前无法收集相关资料，我矿根据现场踏勘情况，结合相关资料，初步确定的施工方案为“自东向西，自上而下”逐步揭露原有采空区、地表塌陷区，严格按照一矿三号井安全隐患灾害治理施工方案和安全技术措施执行，确保消除火灾和老窑水等隐患，为深部矿井的安全生产创造良好条件。
具体实施方案：
露天开挖浅部煤层（及火区），注胶体阻化剂，爆破填埋采空区，彻底消除火灾、瓦斯和水害隐患。
露天开挖浅部煤层（包括火区），以查清采空区、火烧区的位置、尺寸情况，明确煤柱、煤房的具体位置。
之后，进行如下处理：
①对于露出的煤房空洞，用沙土填埋；
②在煤柱上打钻，灌注胶体阻化剂或三相泡沫灭火；
③采用特殊深孔爆破，将采空区炸塌并填埋严实；
④煤层顶部填土、压实，防止漏风。
通过上述处理可以彻底消除火灾和瓦斯隐患，同时消除老空积水隐患。
3.3采空区自燃发火的预防及治理
我矿的开拓布局为一采两掘，由于采面受采煤方法的限制，空区遗留浮煤较多，因此防治采空区发火将是我矿火灾预防的重中之重。
按照国家相关规定，结合我矿实际情况采取如下预防、治理措施。
3.3.1控制采面风量，确保通风系统稳定可靠
采面配风量确定，必须按照“风压风量匹配”的原则，采面推进期间，通风科必须根据采面上、下安全出口和超前支护段的断面积，以及瓦斯涌出情况，及时计算工作面的配风量。
推进期间采面的配风量控制在327m3/min左右。
测风员必须定期对采面风量全面测定一次，异常情况采面每天测风一次，尽量保证上、下巷风量保持一致。
采面进回风巷50米范围内通风线路必须保持畅通。
尤其是工作面附近30米，上、下巷及上端头处，确保工作面上下巷30米安全出口必须通畅，以保证工作面通风系统稳定。
3.3.2加强采面堵漏，减少采空区漏风
根据地面灾害治理可行性报告，定期对A5煤层上部采空区上部地表漏风地带进行填堵，减少向采空区的漏风量。
采面尾架要及时回撤，使顶、底板充分冒落填满采空区。
工作面必须将浮煤清理干净严防过多遗煤，必要时打板闸密闭。
3.3.3加强监测监控
采面CH4、CO传感器按规定设置到位，传感器按规定定期标校，发现问题及时处理和汇报，确保传输数据准确可靠。
采面设专职瓦检员，对工作面、上隅角、上端头回风巷每班进行CH4、CO2、CO检查，发现异常及时向调度室汇报。
通风科定期对井下密闭进行排查，定期对相关密闭进行人工取样检测，发现异常要及时采取措施处理。
调度室必须安排好化验室人员，确保对井下的气样及时、准确的进行化验分析；
为确保气相色谱仪化验的准确性，查明气相色谱仪是否活化，有活化必须及时检修；
气相色谱仪所使用的标气必须购买正规厂家的；
邀请厂家定期来检查气相色谱仪完好状况；
气相色谱仪按规定定期升级。
化验室及时将化验结果上报调度室、通风科做好数据的整理与分析，及时在调度会上做出通报。
3.3.4及时喷洒阻化剂
工作面撤除支架期间要及时喷洒阻化剂，本设计选用阻化率较高的氯化钙（CaCL2）作为阻化剂，选用1台WJ—24型阻化剂喷射泵，流量2.4m3/h，压力2～3MPa。
将30%CaCL2溶液用胶管送至工作面进行喷洒。
3.3.5其他安全措施
（1）要完善防尘供水管路系统，及时清理浮煤和煤尘堆集，严格按规定使用好各项防尘设施，执行好各项冲刷洗尘制度。
上、下顺槽巷顶、煤壁、工作面煤壁和上、下隅角必须每班用高压枪头进行冲洗湿润。
（2）工作面必须吊挂避火灾路线标识，以便发生火灾时保证工作面人员按避灾路线紧急撤离。
所有职工必须掌握正确使用自救器的方法，且保证所佩带自救器全部符合要求。
（3）工作面队长负责对本队职工进行防火、自救器的使用以及如何避灾等知识的培训，增强职工的安全意识。
（4）采面应该配备足够的灭火器、沙箱等其他消防器材。
3.4应急处置
若工作面周边采空区内的CO涌出迅猛而难以安全控制时，应对工作面及时进行封闭。
封闭前撤人时，当班调度员直接下达工作面人员撤离命令，具体撤人时，应遵循下述要求：
（1）当班调度一是通过人员定位系统和电话发出紧急撤离命令，当班值班干部、班组长负责组织责任区域实施停电和人员撤离工作。
二是及时将情况汇报矿安全副矿长、生产副矿长、公司总工，以便及时采取妥善措施。
（2）安检科负责人员升井清查和汇报工作。
（3）避灾线路：
采面—安全出口—采面运输巷—+2120mA9运输巷-主井至地面
（4）避灾安全撤退原则：
位于进风侧的人员，应迎着新鲜风流撤退，位于回风侧人员，打开自救器，以最快速度通过安全出口进入新鲜风流中。
3.4.1封闭工作面时，应按下述要求进行准备、实施
（1）上下巷提前各放置两道应急密闭板闸和一道砖闸材料，严禁随意动用。
（2）矿上抽调技术熟练人员紧急待命，自救器检查完好。
（3）避灾线路板牌必须齐全，并挂设醒目位置；
要求避灾线路必须通畅可靠。
（4）采面及回风巷作业人员必须熟悉避灾线路，并熟练掌握自救器使用方法，此项工作由当班值班干部负责落实。
3.4.2实施封闭的条件
（1）采面回风流的CO浓度在200ppm以上，并持续上升。
（2）采面回风巷出现烟雾，且呈增大态势。
3.4.3实施密闭的位置
工作面上下巷35—40米位置，在安全的前提下先构筑板闸，上下密闭同时封口，稳定24小时候上下巷选择合适位置构筑防爆墙。
第四章矿井主要防灭火方法
根据矿井实际情况及煤层易自燃发火特征等因素经综合考虑后，我矿采空区采用封闭注氮，采煤工作面采用喷洒阻化剂的防灭火措施。
4.1氮气防灭火
4.1.1．氮气防灭火的技术要求
a．氮气源稳定可靠；
b．注入的氮气浓度不小于97%；
c．至少有一套专用的氮气输送管路系统及其附属安全设施；
d．有能连续不断地监测采空区气体成分变化的监测系统；
e．有固定或移动的温度观测站（点）和监测手段；
f．有专人定期进行检测、分析和整理有关记录、发现问题及时报告等规章制度。
4.1.2注氮气工艺系统
从设备价格、能耗、可靠性、使用寿命等因素综合考虑，设计采用地面固定式碳分子筛制氮机，对采空区实施预防性注氮，将纯度不小于97%的氮气注入采空区，注氮后采空区内氧气浓度不得大于7%。
注氮管路自地面制氮房经井筒、石门、运输大巷、工作面运输顺槽敷设至采空区，管路采用直径50mm的焊接钢管，顺槽及采空区内每段管路长度6m。
开采后的浮煤将落入下顺槽位置，氮气在采空区自下而上运移，可有效将下部空间充满，达到防止采空区浮煤发火的目的。
注氮管路布置：
地面→主提升立井—→行人通道—→+2120m水平东翼运输大巷—→+2120m水平304A9东翼运输顺槽—→材料上山→东翼304回风石门—→东翼304运输石门—→注氮点。
地面→主提升立井—→行人通道—→+2120m水平西翼运输大巷—→+2120m水平A9西翼运输顺槽—→201运输石门→201回风石门—→注氮点。
4.1.3注氮参数选择与计算
注氮量计算按以下三种方法计算，并取其中最大值：
（1）按产量计算
QN＝[A/（1440ρtn1n2）]×
（C1/C2-1）
式中：
QN——注氮流量，m3/min；
A——矿井年产量，83160t（最大生产能力）；
t——矿井年工作日，取330d；
ρ——煤的密度，1.32t/m3；
n1——管路输氮效率，取80%；
n2——采空区注氮效率，取90%；
C1——空气中的氧浓度，取20.8%；
C2——采空区防火惰化指标，取7%。
QN1＝83160÷
（1440×
1.32×
330×
0.8×
0.9）×
（20.8÷
7-1）
＝0.58m3/min。
（2）按吨煤注氮量计算
QN＝5AK/60×
24
A——矿井日产量，400t；
K——工作面回采率，取K＝75%。
QN＝5×
400×
0.75÷
（60×
24）
＝1.042m3/min。
（3）按瓦斯涌出量计算
QN＝QcC/（10-C）
QC——工作面通风量，回采工作面配风量为280m3/min；
C——工作面回风流中的瓦斯浓度，0.2%。
＝280×
0.002/（10-0.002）
＝0.6m3/min。
三种方法计算后取大值：
QN＝1.042m3/min。
考虑1.3的安全备用系数1.042×
1.3＝1.35m3/min＝81.28m3/h。
根据上述计算，我矿注氮设备选用DTD200/97型地面固定式碳分子筛制氮机组，其性能参数如下：
产气量：
≥200Nm3/h；
氮气纯度：
≥97%；
输出压力：
0.05～0.65MPa（可调）；
电机功率：
78kW；
电压：
380V；
冷却方式：
风冷。
4.1.4本年度注氮安排
目前我矿持续对A7煤层采空区进行不间断注氮，且注入氮气浓度不低于97%，采空区氧气浓度低于3%；
根据公司安排我矿采用分区段、分时间对一至三石门进行预防性注氮，具体安排如下：
1）在4至6月份对东翼一石门进行不间断注氮；
2）在7至9月份对东翼二石门进行不间断注氮；
3）在10至12月份对东翼三石门进行不间断注氮。
在注氮过程中必须定期检查注氮机内活性炭、氮气浓度、氮气流量等，发现活性炭失效或不能满足要求要立即进行更换，氮气浓度、氮气流量达不到要求要立即进行检查，查找原因并及时处理。
4.1.5具体施工要求
当自燃发火危险
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