大黄山煤矿防灭火设计说明文档格式.docx
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大煤矿2010年粉尘中游离二氧化硅（石英）检验情况
粉尘样品
煤矿粉尘浓度及其卫生标准
备注
质量（mg）
吸光度
（ABS）
游离二氧化硅含量
（%）
粉尘中游离SiO2含量（%）
最高允许浓度（%）
总粉尘
呼吸性粉尘
7.5
0.1590
20
<
5
20.0
6.0
5-<
10
10.0
3.5
10-<
25
2.5
25-<
50
4.0
1.5
>
2.0
1.0
10的水泥粉尘
4、煤的自燃
精查勘探报告根据煤的着火点试验数据，将井田各煤层划为不易自燃～不自燃煤层。
但根据多年来生产实际观测，主采的槽、八尺槽煤层属易自燃煤层，发火期为3～6个月。
设计按易自燃煤层考虑。
2010年大煤矿煤层煤的自然倾向和煤尘爆炸检验情况
序号
检验项目
单位
检验结果
1
全水（Mt）
%
/
2
水分（Mad）
1.88
3
灰分（Mad）
4.04
4
挥发份（Mad）
42.58
焦查特征（1-8）
7
6
固定碳（FCad）
54.02
全硫（St，ad）
0.16
8
发热量（Qgr，ad）
MJ/kg
9
发热量（Qnet，ad）
煤尘
爆
炸
火焰长度
mm
＞400
岩分量
90
有无爆炸性结论
有爆炸
11
真相对密度（TRD）
1.34
12
自然
倾向
煤吸氧量
Cm3/g。
干煤
0.64
自然倾向性分类定级
Ⅱ级（自然）
2010年大煤矿八尺煤层煤的自然倾向和煤尘爆炸检验情况
1.95
11.54
34.23
56.90
0.29
200-300
80
1.50
0.56
5、地温
本矿井自多年开采以来未发生过热害。
精查勘探报告对JK-1孔进行了全孔井温测量，地温梯度1.8℃/100m，无异常点，属地温正常区。
七、矿井开拓、掘进回采面布置及安全情况
1.开拓、回采布置布置：
2013年大矿布置2个回采面（+735东翼综放工作面、+733八尺综放工作面），2个掘进工作面（+750底板回风巷、副井延深），2个瓦斯抽放巷（+708底板板巷、+708顶板巷）集中1个面炮掘、1个机掘。
2.矿井开采系统概述如下：
①、矿井瓦斯抽放系统：
地面瓦斯抽放泵站，布置两台型号为2BEF72－500水环真空泵，抽放能力500m3/min/台，井下移动泵5台型号为2BEC-40、2BEA350，抽放管道网的管道为Φ219、Φ3125、Φ370无缝钢管。
井下有,5台移动式瓦斯抽放泵站。
抽放系统主要对上部空区，工作面上偶角、本煤层进行抽放。
②、安全监测监控系统：
KJ90N安全监测监控系统、井上下电视监控系统。
③、防水系统：
探放水设备有TUX-75型钻机，设有完善排水系统。
④、通风系统：
中央分列式通风。
东风井风机型号FBDCZ54-8NO23对旋式通风机，其额定通风能力4980-7800m3/min，风压1190-3030Pa、功率2*185kw.
西风井风机型号BDK54-8NO20对旋式通风机，其额定通风能力2520-5580m3/min，风压625-2361Pa、功率2*110kw
⑤、防尘系统：
地面建有700m3洒水池，消防管道Φ108，各运煤点及回风巷建有喷雾装置，湿式打眼及使用水炮泥。
⑥、防火系统：
地面建有注氮车间，两台DM500NM3/98型注氮机，能力为1000m3/h。
有JSG-8火灾束管监测系统；
建有注浆系统。
井下机电硐室、设备开关点配备足够消防器材。
上述各系统运行正常。
第二章矿井火灾预报与监测监控
一、外因火灾的早期预报
1、标志气体法
充分利用煤矿环境安全监控系统和人力监测资源对井下有毒有害气体进行实时监控。
当井下产生的CO气体含量在100L/min且长时间保持不变或气体含量有增加趋势时，可以判定属于外因火灾发生。
2、烟雾法
井下如果出现烟雾（放炮产生烟雾除外），可以判定发生外因火灾。
二、因（煤炭自燃）火灾预报
矿井采用采用斜井多水平开拓方式，矿井通风方式为两翼对角式，主要通风机通风方法为全机械抽出式。
主、副井、提人斜井进风，东翼和西翼采区风井回风。
主要开拓巷道布置为岩石巷道，采区主要巷道虽然布置在煤层中，但是均采用不燃性支护，采煤方法为综采放顶煤开采。
由于放顶煤开采，丢失的煤炭是不利于防火尽管如此，为了及早掌控工作面煤炭自燃发火规律，采用束管监监测系统是必要的手段，本矿选用JSG-7型煤矿自然发火束管检测系统配备GC-4085型色谱分析仪，对采掘工作面及采空区等处进行气体分析。
为有效地防止煤炭的自燃，防患于未然，除对开采煤层进行自燃倾向鉴定外，必须把综合消防火放在首位，做到以防为主，以治为辅。
在开采期间，还要进行自燃发火预测预报，早期发现，及时扑灭，以确保轻放的正常进行。
（一）煤层自燃发火特征及预报：
煤炭科学研究总院分院提出采用CO自燃发火预报，它有两个参数，即发火系数H1、H2；
发火系数H1是取样地点CO含量与风量的乘积，即单位时间CO的绝对发生量（m3/min）为
H1=C×
Q（m3/min）
式中：
C——回风侧气样中的CO含量%
Q——生产工作面回风侧风量m3/min。
发火系数H2是单位时间CO绝对的发生量与氧气绝对消耗量的比值，即
H2=C×
Q/⊿Q2×
⊿Q
⊿Q2——氧气绝对消耗量，%。
⊿Q——采区漏风量，即入、排风量差值m3/min。
用发火系数H1、H2来预报火灾：
H1>
0.0059m3/min时，视为井下火灾临界值；
H1<
0.0049m3/min时，视为没有火灾安全值；
H1=0.0049—0.0059m3/min时，视为加强观察值；
H2>
1.8时，定为发火预报值；
H2<
1.0时，定为安全值；
H2=1.0—1.8时，定为加强观察值。
三、火灾监测监控管理
1、矿井成立以总工程师为首的“一通三防”工作领导小组，充分利用煤矿防灭火资源，强化煤矿防灭火管理工作。
2、每周对矿井防灭火系统进行一次专项安全大检查，具体检查矿井防灭火制度落实情况：
查灭火器储备情况、查消防管路系统运转情况、查环境监控系统实时监控情况，查注氮防灭火管路系统运转情况，查火灾束管监测系统运行情况，发现隐患及时处理。
3、严格遵守矿井环境监控系统操作程序等管理制度，确保监控中心24小时连续正常安全运转，每周对井下各种传感器、分站、监控线路进行严格检查、标校，确保监测数据真实可靠。
第三章煤炭自燃防治措施
一、采煤方法
采取安全技术措施应尽量减少采空区丢煤，提高煤炭资源回采率，以利于预防采空区煤炭自燃。
二、巷道布置及开采布置
主要开拓巷道、硐室均布置在岩层中，采区上山及工作面回采巷道均布置在煤层中，矿井在生产和建设过程中，根据煤层暴露情况合理调整煤层巷道的支护形式，原则是：
及时封闭暴露的煤层，防止煤炭长期暴露氧化着火，采区上山服务年限较长，为了防止自燃，采取全断面喷浆处理。
回采工作面回采完毕后，必须及时封闭，避面漏风从而加速煤层自燃的不利影响，达到减轻煤层自燃的可能性。
三、通风措施
确保矿井风流畅通，矿井通风阻力小，风量充足。
回采工作面为走向后退式回采方法，全负压“∪”型通风系统，能尽可能降低通风阻力；
工作面采至停采线后及时撤出所有设备、设施并进行密闭，避免想采空区漏风。
主扇设有反风装置，可以满足全矿井反风要求，工作面及相关巷道，均设有反风风门及闭锁装置、可以有效实现采区或工作面反风。
四、火灾预警措施
按照《煤矿安全规程》要求设立束管监测系统，连续监测工作面采空区气体成分及温度的变化，从而进行火灾预报预测。
第四章矿井氮气防灭火工程专项设计
氮气可以充满任何形状的有限燃烧空间，便于对采空区深部，高冒处等难以接近的地点进行灭火；
吸热降温，灭火快，不污染设备及工作面环境，且有利于防止瓦斯、煤尘爆炸。
由于氮气来源广，制取容易。
注氮工艺简单，易于实施，而且氮气具有防火技术可靠、效果显著，成本低廉等优点，因此，应用氮气作为煤矿防灭火措施有着广阔的发展前景。
鉴于以上原因，确定本矿井工作采用以氮气防灭火，黄泥灌浆为主、均压通风为辅，同时采用地表覆盖黄土压实和加强管理与监测并采取先进技术加快开采推进度的综合防灭火措施。
一、氮气防灭火设计技术要求
（一）设计必须严格遵守《煤矿安全规程》第二百三十八条的各项规定。
（二）设计前要明确防灭火区域的位置、围及漏风位置及漏风风量。
漏风严重时，不得使用氮气灭火。
（三）制定防止井下工作人员和进行注氮工作人员吸入氮气而窒息的安全措施。
（四）注氮量多少的主要根据是采空区的惰化程度，注氮量过大，也会使采空区CH4和CO大量外泄。
使回风巷道中氧含量急聚减少，要制定相应的防措施。
（五）注氮期间一定要加强气体监测。
二、氮气防灭火设计依据及主要容
（一）氮气防灭火设计依据：
1．当地气候条件（冰冻期、最低温度等）；
2．开采深度、矿井开拓方式和采区布置；
3．开采方法、工作面配风量及工作面几何参数；
4．煤层赋存条件，地质构造，顶板岩性和采空区丢煤情况；
5．防灭火区域的自燃条件。
（二）设计主要容：
1．氮气防灭火工艺系统；
2．氮气的制备与设备；
3．氮气的喷注方法；
4．氮气防灭火参数；
5．氮气防灭火的监测；
6．工艺系统图的绘制及设计说明书的遍写。
三、氮气防灭火原理
（一）氮气的物理性质：
1．在空气中约占79%，无色、无嗅、无毒，与同体积空气重量比为0.97，在标准气压和273K时，气体密度为1.25g/L。
2．不燃烧，也不阻燃，溶水极微，性质稳定，不易于其它化学元素化合，无腐蚀性。
（二）防灭火原理：
1．降低采空区或火区氧气的含量，使采空区或火区气体惰
化，降低或阻止煤炭的氧化。
2．使采空区或火区形成正压，减少或杜绝空气进（漏）入采空区或
火区,形成窒息区域。
3．降低采空区或火区的气体温度和周围介质温度，使煤炭氧化停
止。
4．使采空区或火区有爆炸性的混合气体转变为无爆炸性的惰
性混合气体，消除爆炸危险性。
综合来讲，其防灭火原理为：
窒息作用、抑爆作用、冷却作用。
四、氮气防灭火工艺原理
（一）工艺系统选择：
工艺系统的确定：
地面空气压缩站：
空压机型号：
SAl60A，排气量Q=27．6m3／min，共布置四台，与矿井注氮机联合布置，注氮机型号：
PSA碳分子制氮机的，氮气产气量Q=1200m3／h，氮气浓度98％。
另一种空压机型号：
LUl60—10，排气量Q=20m3／min，布置2台。
空压机与矿井注氮机联合布置，2台DM500Nm3／h，氮气产气量Q=500m3／h，氮气浓度98％；
总产氮气量：
2200m3／h。
2台冷干机，型号：
DS3—060GFC，空气虑流量：
65Nm3／min。
（二）注氮工艺系统及设备
1、制氮设备工艺流程
空气经压缩机压缩到规定压力后，进入制氮机系统。
经除油、干燥和除尘进入制氮机由二组吸附器组成的变压吸附制氮核心，通过压力的循环变化达到稳定连续制取氮气而脱离氧气、二氧化碳和水的目的。
整个过程气动阀门进行控制。
（1）输氮管网
供气系统：
空气→空气压缩机→压缩空气→制氮车间→制氮设备接气口。
（2）输氮系统：
制氮车间→制氮设备→地面管网（采用→大倾角皮带巷→+858-+690皮带巷→工作面→采空区。
（三）注氮工艺及方法
1．注氮方式及管路设置
制氮设备安设在地面制氮机房，氮气管路采用Ф108无缝钢管，通过斜井送入井下，在采空区深部预埋管道，在自燃发火期之前或有发火预兆时，进行连续注氮，使采空区深部的氧气含量降到防火惰化指标以下，然后根据工作面推进等情况，对预埋管道进行拖移。
并埋入采空区。
1）预防性注氮：
即向采空区随采随注，必须严格控制注氮
时间及注氮量。
确保采空区气体逸出不得造成回采工作面有害气体超限，达到防止自燃的目的。
2）灭火注氮：
灭火注氮即封闭注氮。
工作面一旦发生自燃发火事故，在上下两巷可对火区采用快速密闭进行封闭，打开闸阀，顺风向火区注氮。
向采空区注氮，采空区空间承受充氮增加气体体积的能力，应由火区密闭设置的调压管进行调节。
应始终使其保持正压状态。
2．注氮管理：
1）注氮量的多少，主要是依据采空区气体监测成分进行决定，它与工作面推进速度和煤的自燃发火期相关。
加强工作面及回风巷的氧气检测，除利用束管监测系统经常监测外，还应监测氧气的浓度。
发现氧气小于18%时，应立即停止工作，撤出人员，减少注氮量，待风流中氧气大于18%时，方能恢复工作。
2）注氮管的氮气纯度最少不得低于97%。
3）注意检查工作面，特别是回风流及上隅角中瓦斯涌出情况，
发现由采空区大量涌出瓦斯，使风流超限时，可适当减少注氮量或其它有效措施处理。
4）利用注氮管第一次向采空区注氮，或停止注氮后再次注氮时，
应先排出管空气，待氮气出现后，再调整阀门注入采空区，避免将空气注入采空区。
5）建立健全注氮管理专业队伍和各级专业人员的职责围岗位
责任制，加强注氮技术管理工作，并作好日常检查、管理，维护工作。
五、氮气防灭火参数计算及选择
（一）氮气浓度
不同煤种其防止氧化的临界氧含量不同，一般来说，煤炭的临界氧含量为5-7%，该值可通过实验确定，也可用测定仪器测定。
氮气的浓度，一方面要考虑煤自燃的临界氧气含量；
另一方面也要考虑采空区氧化带空气不能完全置换，尚有漏风存在等因素。
为此，尽量提高氮气的纯度，即可惰化采空区，防止自燃。
（二）采空区三带指标
采空区“三带”的分布状态、围是矿井防治采空区自然发火的重要基础参数之一,特别是对采空区注氮防灭火更具有举足轻重的作用。
“三带”的位置直接决定着注氮口的位置,注氮量和注氮强度等工艺参数。
对防灭火措施有指导意义。
采空区三带划分
对于后”U”通风系统（一进一回）的采空区，按漏风风速、采空区氧气浓度、采空区遗煤温升速度和遗煤发生自燃的可能性采空区可分为三带
散热带：
L=5~20m,由于自由堆积，空隙漏风大，Q生<
Q散，这个带氧气充足,漏风流速大,有氧化但无蓄热条件,氧化的热量被漏风带走。
自燃带：
L=20~70m，空隙、漏风小，Q生>
Q散
窒息（不自燃）带Ⅲ：
漏风小，氧气浓度低
划分三带的指标有三种：
①采空区漏风风速V（V>
0.9m/s为散热带；
0.9≥V≥0.02m/s为自燃带；
∨＜0.02m/s为自窒息带。
）；
②采空区氧浓度（C）分布（通常认为C＜8%为窒息带，18%≥C≥8%为自燃带；
C≥18%为散热带）；
本矿采用通过架后向空区分段打孔检测气体成分的办法，孔间距为10米。
③采空区遗煤温升速度（dt>
1℃/d为自燃带）。
现采用第二种方法计算如下：
按照采空区氧气浓度计算，结合气体化验单情况推算，在架后0-10米围氧气浓度为18%，接近空气中氧气比例，判定散热带为架后0-10米；
架后10-40米开始氧气浓度开始由8%降至5.5%，除去散热带自燃带区域为10-40米；
从架后40米开始为窒息带。
（三）注氮量：
注氮量的大小可根据理论分析，并通过实验来确定。
1．防火注氮量：
工作面防火注氮量的大小主要取决于采空区的几何形状，氧化带空间大小，岩石冒落程度，漏风量大小及区气体成分的变化等诸多因素。
由于煤矿条件各异，目前尚无法公认的计算办法，可参考如下计算式，并按国外实际经验参比而定。
按产量计算：
QN=A（C1/C2-1）/r·
N1·
N2·
24
QN——注氮流量，m3/h;
A——日产量，t;
r——煤的容积，t/m3;
N1——管路输氮效率，一般为0.9；
N2——采空区注氮效率，一般为0.3-0.7；
C1——空气中氧含量，一般为20.9%；
C2——采空区防火惰化指标，规程规定为7%；
则QN=3000（20.9/7-1）/1.3×
0.9×
0.5×
=750m3/h
根据国外经验估算（吨煤需5m3注氮量）
QN=5A/24
QN——注氮流量；
A——工作面日产量；
QN=5×
3000/24=625m3/h
2．灭火注氮：
扑灭采空区火灾的工艺比较复杂，且需氮量也大，主要取决于发火区域的几何形状、空间大小、漏风量，火源围和燃烧时间的长短等因素。
扑灭采空区的设计注氮量可按下式估算：
QN=V0·
（C1/C2-1）
QN——注氮量，m3/h；
V0——火区体积，m3；
C1——火区原始氧含量，根据经验取6%；
C2——注氮区欲达到的氧含量，取3%。
一般按灭火时间5-10d确定注氮流量为QN/（5—7）×
V0=Llh
V0——防灭火区空间体积，m3；
L——防灭火区的走向长度，m取30；
l——防灭火区的倾斜长度，m取97；
m——采高，20m;
则V0=30×
97×
23m3=66930m3
QN=66930×
（6/3-1）=66930m3/h；
则注氮量=66930/5/24=557m3/h
第五章灌浆防灭火工程专项设计
一、矿井灌浆防灭火系统
1、地面建有黄泥灌浆站。
配有黄泥涡轮绞拌机二台，1小时注浆量80m3／h，采用一趟中159mm管路系统至并下注浆点，井下注浆点配备一台XKF—5／18D多功能复合胶体泥浆压注机。
管道联接进行了全面检查，无漏液，无堵管。
灌浆系统行运正常。
2、灌浆参数的确定
A、按采空区体积计算灌浆所需土量（以+735采面为例计算）
Q土1=kmlhcq
=0.07×
1240×
96×
（5-21）×
0.85×
0.25
=（8854-37186）m3
式中：
Q土1—工作面的灌浆量用土量，单位m3。
k—矿井的灌浆系数，取0.07。
c—工作面回采率，取85％。
h—回采的阶段高度，取5-21米。
l—工作面的长度，取96米。
m—工作面平均走向长度，取设计回采长度1240米。
q—注浆实际备用系数。
回采面采用综放采煤方法及采用采后注浆后，由于回采期间将进行塌陷回填，故根据上分层实际注浆量核算取25。
B、灌浆泥水比的确定
根据经验数据确定采用灌浆泥水比为1:
5。
C、灌浆所需实际开采土量
Q土2=KQ土1=1.1×
（8854—37186）=（9740-40905）m3
K—取土系数，取1.1。
D、制泥浆用水量
Q水1=Q土2×
δ=（9740-40950）×
5=48700m3--204750m3
δ—泥水比的倒
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