采煤工作面下隅角瓦斯管理规定.docx

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采煤工作面下隅角瓦斯管理规定

采煤工作面下隅角瓦斯管理规定

编制：

通风部

2005年1月21日

会签栏

编制：

通风部：

安检部：

调度室：

综采队：

总工：

采煤工作面采用下行通风，下隅角是采空区各种气体的主要集中点，瓦斯等有害气体有时超限。

为加强下隅角瓦斯管理，特制定如下措施：

一、在采煤工作面进风顺槽距上出口10米外，安设一台11KW局扇，风筒沿支架前立柱顶梁悬挂，沿工作面倾向铺设至下隅角，对下隅角气体进行稀释，防止瓦斯积聚；

二、在采煤工作面1＃支架后立柱正对的转载机刮板上方，距顶板300mm处,挂设一台便携式瓦斯检测仪，携式瓦斯检测仪报警点：

1%；

三、瓦斯检查员每天早班必须利用采煤工作面强制检修时间，把下隅角风筒顺到下顺槽回风，对下隅角CH4、CO2、CO、O2、温度等情况进行检测，检测结果如实汇报调度室，调度员必须认真作好记录；

四、采煤工作面局扇因故停运，必须严格执行《局扇管理制度》的相关规定；

五、采煤队必须根据工作面推进情况，及时爬移转载机，回收下隅角，下隅角滞后于后溜机头的距离不得超过1.5米，防止瓦斯积聚；

六、瓦检员对下隅角瓦斯浓度的检测结果，必须与携式瓦斯检测仪显示的浓度进行比对，如果误差超过0.05%，必须立即更换携式瓦斯检测仪；

七、如果下隅角便携式瓦斯检测仪报警后，经瓦斯检查员测定瓦斯浓度达到并超过1.5%时，附近20米内必须停止工作，采取措施处理；经瓦斯检查员测定瓦斯浓度达到并超过2.0%时，附近20米内必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理；

八、经瓦检员检测瓦斯浓度小于1%且持续稳定后，汇报调度室，经请示总工同意后，方可按规定程序送电，恢复生产；

九、下隅角气体浓度每班检查汇报四次，特殊情况由通风部根据具体情况另行规定检测次数，报总工同意后严格执行；

一十、本规定自下发之日起执行。

W（9-15）101工作面防止自然发火

专门设计

通风部

2004年11月

会签栏

设计：

通风部：

总工：

经理：

概况

W（9-15）101工作面为矿井西翼第一个工作面，位于（9-15）煤层中，走向长1147m，倾向长72m，煤层平均厚度34.1m，通风方式采用下行通风，自然发火期3～6个月，属自燃—易自燃煤层，采用综采放顶煤一次采全高采煤方法。

根据《煤矿安全规程》142条和《综合机械化放顶煤开采技术暂行规定》13条的规定：

采用放顶煤采煤方法开采容易自然和自然的厚及特厚煤层时，必须编制采空区自然发火设计，并遵守下列规定：

一、应选用注入惰性气体、灌注泥浆、压注阻化剂等综合防灭火措施；

二、有可靠的防止漏风和有害气体泄漏的措施；

三、建立完善的火灾监测系统。

结合本1矿井的实际情况，本设计采用氮气防灭火和喷洒阻化剂综合防灭火措施，以氮气防灭火为主。

氮气防灭火设计

第一节氮气防灭火原理

一、氮气的物理性质：

1、在空气中约占79%，无色、无嗅、无味、无毒，与同体积的空气重量比为0.97，在标准气压和273K时，气体密度为1025g/L。

2、不燃烧，也不助燃，溶水极微，性质稳定，不易与其它元素化合，无腐蚀性。

二、防灭火原理：

1、降低采空区或火区内氧气的含量，使采空区或火区内气体惰化，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、降低采空区或火区气体温度和周围介质的温度，使煤炭氧化停止；

4、使采空区或火区有爆炸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。

三、氮气防灭火的优点：

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，制氮工艺简单，易于实施，而且具有防火技术可靠、效果显著、成本低廉等优点。

因此本设计选用氮气防灭火作为主要措施。

第二节注氮工艺

一、注氮方式及其管路设置：

预防性注氮：

1、预防性注氮，即开放性注氮，回采期间，在不封闭工作面的情况下，向采空区间歇性注氮，必须严格控制注氮时间和注氮流量，确保采空区气体逸出不得造成回采工作面或回风流中有害气体超限，达到防止自燃的目的。

2、管路设置：

（1）、应尽量靠巷道非行人侧，安设牢固，不得影响过车或其它设施的安全；

（2）、根据通风负压作用方向，工作面氮气管路铺设在工作面进风巷非行人侧，离底板200～300mm，吊挂牢固；

（3）、从工作面上口到制氮机的氮气管路均采用Φ108钢管，沿工作面倾向铺设的氮气管路采用Φ50钢管，留有Φ20的小眼，每次等工作面后部运输机爬移完后，埋在后部运输机里侧，避免挂断；

（4）、当第一趟沿倾向铺设的氮气管路埋入采空区15米后，开始注氮，当第一趟沿倾向铺设的氮气管路埋入采空区30米后，开始铺设第二趟氮气管路，当第二趟沿倾向铺设的氮气管路埋入采空区15米后，开始铺设第三趟氮气管路，同时断开第一趟氮气管路，由第二趟氮气管路对采空区实施注氮；

（5）、以此类推，分别埋设第四趟、第五趟氮气管路，始终保持氮气释放口的距离为30米。

灭火注氮：

灭火注氮也即封闭注氮，工作面一旦发生自然发火事故或因故封闭时，因设备庞大繁重，不宜撤出，在上、下两巷适当位置设置密闭，对工作面实施封闭，顺风向对封闭区注氮，封闭区内空间承受注氮增加气体体积的能力，由密闭调节管上的阀门进行调节，并始终保持封闭区内正压状态。

二、注氮管理：

1、注氮量的多少，主要依据采空区内气体监测成份决定，与工作面推进度和煤的自然发火期有关。

本设计以距工作面30米处采空区内气体成份进行调整，确保O2浓度小于10%，CO浓度小于0.005%。

当工作面出现高温、异味等情况时，都应加大注氮量。

2、加强工作面及回风流的氧气检测，发现O2浓度小于18%，必须立即停止工作，减小注氮量，待O2浓度大于18%后，方可恢复工作。

3、氮气纯度不得低于97%。

4、注意检查工作面、回风流，特别是回风隅角的瓦斯浓度，发现上述地点瓦斯浓度超限时，可适当减小或停止注氮，并采取其它措施处理。

5、利用氮气管路第一次向采空区注氮，或停止注氮后恢复注氮，必须先排出管路中的空气，避免将空气注入采空区。

第三节氮气防灭火参数计算及确定

一、注氮量：

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、漏风量大小及采空区内气体成份的变化等诸多因素。

由于煤矿条件各异，目前尚无公认的计算方法，可参考下列公式并按国内外实际参比而定。

（1）按产量计算〖《煤矿设计》1996年第四期11页〗

QN=〖A/r×N1×N2×24〗÷〖（C1/C2）－1〗m3/h

式中：

A------日产量。

取2000吨

r------煤的容重。

取1.29t/m3

N1----管路输氮效率。

一般取0.9

N2----采空区注氮效率。

0.3～0.7，取0.3

C1-----空气中的氧含量。

取20.9%

C2-------采空区防火惰化指标。

取7%

则QN=〖2000/1.29×0.9×0.3×24〗×〖（20.9/7）－1〗

=475m3/h

（2）、根据国内外经验估算（吨煤需5m3）

QN=5×A/24

式中：

A------日产量。

取2000吨

则QN=5×2000/24=417m3/h

3、灭火注氮量：

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、氧化带空间大小、漏风量大小、火源范围和燃烧时间的长短等诸多因素。

扑灭采空区火灾的注氮量可按下式估算：

〖《煤矿设计》1996年第4期12页〗

QN=V0×〖（C1/C2）－1〗

式中：

QN-----注氮量。

m3

V0------火区体积。

m3

c1--------火区原始氧含量。

取7%

c2--------注氮区欲达到的氧含量。

取3%

火区体积按下式估算：

〖《煤矿安全工程设计》391页〗

V0=LI〖h（a－1）＋m〗

式中：

V0------火区体积。

m3

L------防火区的走向长度。

取66米

I--------防火区的倾向长度。

取70米

h-------顶板岩石冒落高度。

H=βm

β------采高倍数。

取平均值8

m-------采高。

取2.8米

则V0=66×70×〖8×2.8×（1.3－1）＋2.8〗

=43982.4m3

其中封闭区内两巷的空间未计。

则QN=43982.4×〖（7/3）－1〗

=58643.2m3

一般按5～7天扑灭火灾，则氮气流量如下：

5天时：

Q=QN/5×24=489m3/h

7天时：

Q=QN/7×24=349m3/h

3、防灭火注氮量的确定：

决定注氮量的多少主要依据采空区的惰化程度，即工作面的推进度以外，惰化带距离在煤的自然发火期内，也就是O2浓度小于10%，CO浓度小于0.005%，能够满足采煤工作面防火需要和一般灭火需要。

本矿井选用的制氮机能力为900m3/h，可单机启动，单机额定制氮能力为450m3/h，考虑到工作面的实际情况和制氮机在运行中的效率，（75%～80%）单机启动的流量最低应为337.5m3/h，双机启动的流量最低应为675m3/h。

根据灭火注氮量的计算结果，可确定以下原则：

（1）、工作面正常生产期间，双机启动，流量控制在475m3/h即可满足防火需要；出现发火征兆时，由总工确定立即加大注氮量；

（2）、当工作面因故封闭但未发火期间，单机启动，对封闭区实施注氮，出现发火征兆时双机启动，由总工确定立即加大注氮量；

（3）、当工作面因自燃而被迫封闭后，立即双机启动对封闭区实施注氮，当封闭区内各项指标达到启封条件后，由总工确定改为单机启动，减小注氮量，防止复燃，如果复燃，由总工确定立即加大注氮量；

第四节制氮机设置方案的比较与选择

方案一、设在W（9-15）101上顺槽距工作面650米处，L1=650

优点：

1、离采空区距离较近，不用单独供风，

2、沿程和局部阻力较小，

3、冬季停机期间不必采取防冻措施，夏季开机期间不必采取降温措施，循环冷却水降温速度相对较快，

缺点：

1、随工作面的推进需进行移设和重新安装，

2、冷却水池的尺寸受空间限制相对较小，

3、专用电缆长度较大，约1000米，

具体方案：

将制氮机安设在W（9-15）101上顺槽距工作面650米处的车场内，然后根据现场尺寸设置一个循环冷却水池，一头与制氮机相连，一头与清水管相连，设阀门控制。

电源由井下变电所单设，不得因工作面停电而造成制氮机停运。

方案二：

安设在现制氮机硐室处，L2=1375

优点：

1、可利用现有制氮机硐室的设施及管路，安装方便，且不须移设，

2、开停机期间无须采取降温及防冻措施，

3、冷却水池不受条件限制，专用电缆短，约30米，

缺点：

1、距工作面相对较远，且需单独供风，需铺设Φ108新管路1335米，

2、沿程和局部阻力较大，

3、受风门尺寸限制，制氮机到达硐室比较困难，

具体方案：

将制氮机设在现制氮机硐室，氮气管路经925调车线和主井联络巷沿主井筒至主井与皮带下山第一联络巷，然后经W（9-15）101上顺槽与轨道下山联络巷铺至工作面，可利原有设施，从井下变电所引专用电缆到制氮机。

方案三、安设在副井人车棚内，L3=1585

优点：

1、位置固定，不需移设和重新安装，

2、专用电缆短，从地面变电所到制氮机约100米，

3、场地宽敞，不受环境条件的制约，冷却水罐体积可达5m3，空气质量好，杂质少，对制氮机磨损小。

缺点：

1、距工作面距离长，需铺设Φ108新管路1335米，

2、沿程和局部阻力较大，

3、冬季停机期间需采取防冻措施，夏季开机期间需采取降温措施，

具体方案：

制氮机安设在副井人车棚内，氮气管路经钻孔沿筒至主井与皮带下山第一联络巷，然后经W（9-15）101上顺槽与轨道下山联络巷铺至工作面，循环冷却水接入副井清水管路，安设一个5m3循环水罐，专用电缆经地面变电所接到制氮机。

阻力计算：

如前所述，为满足基本灭火需要，工作面正常生产时，氮气流量为Q=450m3/h，氮气比重r=0.9672当管路直径D1=10.8㎝时，阻力系数为K1=0.62。

根据公式R阻=R摩+R局

式中：

R阻------管路阻力MPa

R摩------沿程摩擦阻力MPa

R局------局部阻力，如拐弯、阀门等处的阻力MPa

R局=0.1R摩

则R阻=1.1R摩=（9.8×10-6×Q2×L×r）÷（KD5）

式中：

Q------氮气流量m3/h

L------氮气管路长度m

r------氮气比重0.9672

D-----氮气管路直径㎝

K-----阻力系数

则：

R摩1=（9.8×10-6×4502×650×0.9672）÷（0.62×10.85）

=0.136MPa

R阻1=1.1R摩1=1.1×0.136=0.15MPa

则：

R摩2=（9.8×10-6×4502×1375×0.9672）÷（0.62×10.85）

=0.28MPa

R阻2=1.1R摩2=1.1×0.28=0.31MPa

则：

R摩3=（9.8×10-6×4502×1585×0.9672）÷（0.62×10.85）

=0.33MPa

R阻3=1.1R摩3=1.1×0.33=0.36MPa

经比较选用第方案三

阻化剂防灭火设计

第一节阻化剂的防灭火原理

一、阻化剂吸附于煤的表面，形成稳定的抗氧化保护膜，降低煤的吸氧能力；

二、阻化剂溶液蒸发吸热降温；

三、降低煤在低温时的氧化活性；

四、某些阻化剂（如消石灰）与煤内一些容易自燃的成份（如腐植酸）化合，生成不易自燃的物质

阻化剂以其无毒、价廉、易于制取，加少量于水中就能有效而被广泛运用。

第二节阻化剂的种类及其选择

一、种类：

用于煤矿防灭火的阻化剂主要有

CaCl2MgCl2BaCl2AgCl3FeCl2NaClZnCl2

CaSO4MgSO4NaSO4CaSO4Ca（OH）2

二、选择：

阻化剂的选择遵循以下原则

1．阻化效率。

2．阻化剂衰退期长。

阻化剂衰退期即阻止氧化的有效日期，有称阻化剂的阻化寿命。

阻化率高，且阻化寿命长为良好阻化剂。

3．安全性好。

4．费用低，价格便宜。

5．来源可靠，供应充足，运输方便。

6．对井下设备、设施腐蚀性小。

鉴于有些阻化剂（如CaCl2MgCl2）溶液一旦失去水分，不但阻止氧化的作用停止，而且能转化为催化剂，促进煤的氧化与自燃，且对金属有一定的腐蚀性。

本设计选用消石灰〖Ca（OH）2〗作为阻化剂。

第三节喷洒阻化剂的参数计算

一、阻化剂溶液的浓度

ρ=（T/C）×100％=（T/（T+V））×100％

式中:

ρ-----阻化剂溶液浓度％

C------阻化剂溶液量㎏

T------阻化剂用量㎏

V------用水量㎏

目前我国喷洒阻化剂的最佳阻化效果浓度15％--20％，设计取值15％，在今后的实践中可根据情况调整。

二、松散煤（浮煤）的密度

本参煤应由实测取得，本设计取0.9t/m3（经验值）。

三、原煤吸液量

每立方米吸收阻化剂溶液量为吸液量，应实测取得，本设计根据经验值，当阻化剂溶液浓度取15％时，吸液量为50㎏/t（参见《煤矿安全工程设计》P383）。

四、阻化剂溶液的密度

本参数应由实测取得，当阻化剂溶液浓度取15％时，其密度为1.05t/m3

五、工作面一次喷洒量：

即工作面一次喷洒的范围内阻化剂的溶液量，包括顶板浮煤g1和护顶煤g2的喷洒量，本工作面采用一次采全高综放工艺，不留护顶煤，故只计算g1

1．g1P=KG1A1=KLBM1γA按浮煤重量计算G=Vγ

2．g1V=KV1A1=KLBM1A1γ按浮煤体积计算

3．工作量一次喷洒量为gg=g1P=g1V

式中g-----工作量一次喷洒量kg

g1P----按重量计算浮煤一次喷洒量

g1V----按体积计算浮煤一次喷洒量

K-----一次喷洒量系数一般取1.2

G-----一次喷洒范围内的浮煤重量㎏

V-----一次喷洒范围内的浮煤体积m3

L-----工作面长度米取72米

B-----一次喷洒宽度米取2.4

M1-----底板浮煤平均厚度米取0.3

A1--底板浮煤原煤吸液量的平均值取50㎏/t

γ-----松散煤的密度t/m3取0.9

则g=g1P=1.2×72×2.4×0.3×50×0.9=2799.36㎏

六、工作面一次喷洒所需的阻化剂用量

本设计只计算工作面浮煤一次喷洒所需的阻化剂用量

Q=g1P×γ×ρ

式中：

Q----工作面一次喷洒所需的阻化剂用量㎏

则Q=2799.36×1.05×15％≈440（㎏）

第四节阻化剂喷洒工艺及喷洒方法

根据目前我国常用的喷洒工艺，结合矿实际情况选用机动性工艺。

一、用两个普通汽油桶作为阻化剂溶液的容器，底部分别安设Φ40铁管连接头，一头与泥浆泵相联，一头与压注管相连，用水在压注地点就地获取。

当需要对某点喷洒阻化剂时，将油桶和泵安设在不影响安全和人员工作的地方，接通电源，配好阻化剂溶液，进行喷洒。

二、喷洒方法：

1．工作面主要对底板浮煤、两巷隅角处进行喷洒

2．易压碎煤柱、联络巷、停采线等处可采用打钻压注法，压注阻化剂前先测CO浓度和温度等情况，温度太高先降温，CO浓度太大先稀释，压注完后严密封堵。

3．巷道顶部及高冒处采用插管注入法。

自燃发火预测预报

为有效防止煤炭自燃，防范于未然，必须做到以防为主，以治为辅，防治结合，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，确保工作面安全生产。

一、观测点的设置

根据本矿实际情况，本工作面观测点在下隅角，每个早班对下隅角气体进行检测，并根据检测结果进行采空区自燃发火预测预报。

二、煤层自燃发火特征及预报

利用CO进行自燃发火预测预报，它有两个参数H1、H2，发火系数H1是取样地点CO含量与风量的容积，即单位时间内CO绝对发生量。

H1=C×Qm3/min

式中：

C-------检测点CO含量％

Q-------检测点风量m3/min

发火系数H2是单位时间内CO绝对发生量与氧气绝对消耗量的比值,即：

H2=H/（△O2×△Q）=（C×Q）/（△O2×△Q）

式中△O2------氧气绝对消耗量％

△Q-------采面漏风量，即入排风量差m3/min

用发火系数H1、H2来预测火灾

H1>0.0059m3/min视为井下火灾临界值

H1<0.0049m3/min视为没有火灾，安全值

H1=0.0049----0.0059m3/min视为加强观察值

H2>1.8视为发火灾预报值

H2<1.0视为安全值

H2=1.0-----1.8视为加强观测值

（祥见赵宏珠石平五编《原煤层放顶煤开采设备与技术》P123）