大黄山煤矿防灭火设计说明.docx

1、大黄山煤矿防灭火设计说明2013年大煤矿防灭火设计 豫新公司通风部 二一三年四月九日第一章、矿井概况一、交通位置大豫新公司大煤矿位于乌鲁木齐以东120km，西距阜康市60km，行政区划属昌吉回族自治州阜康市管辖。地理座标为：东经883715884015；北纬440130440300。乌鲁木齐奇台公路及吐鲁番乌鲁木齐大高等级公路均从井田以北6km处通过，与大煤矿有沥清公路相通，煤矿至小火车站约50km，有简易公路相通，交通较为便利。二、地形地貌 该井田位于天山北麓的丘陵地带，地形起伏不大，地势南高北低，海拔标高一般在+1000+1100m之间，最高点+1145.40m，相对高差一般50100m，

2、绝对高差220.40m。三、河流、湖泊矿区有一条常年性河流河，发源于博格达山雪峰，由南向北贯穿井田中部，据精查地质报告提供资料，河年经流量80.10万m3，67月为洪水期，月经流量14.4014.82万m3，121月为枯水期月迳流量仅2.02.2万m3。四、气象及地震本区属典型的大陆性气猴，夏季炎热，冬季寒冷，每年46月为雨季，多为暴雨，年平均降水量仅有300mm，年蒸发量1180.9mm，7月份平均气温+25.8，最高气温达+36.5，1月份平均气温-16.7，最低气温-34，10月至翌年4月为冻结期，最大冻土深度1.01m。全年以南西风为主，平均风速度4.1m/s，最大风速32m/s。根据

3、中国地震动参数区划图（GB183062001），该区地震动峰值加速度为0.15g，地震动反应谱特征周期为0.35。对应的地震基本烈度为度。五、井田面积以大矿主井井筒为中心，向西1.73km为井田西部边界，向东2.17km为井田东部边界，东西边界线与经线平行；北部以煤层露头线为界，南部以倒转向斜露头线为界。井田东西走向长3.9km,倾斜宽1.161.9km，面积约为6.58km2。经计算矿井服务年限为61.8a，其中第一水平600m以上服务年限为35.3a。矿井及第一水平服务年限均符合煤炭工业矿井设计规的要求。六、开采技术条件1、瓦斯精查地质报告提供的1992年实测资料，矿井瓦斯相对涌出量63.

4、22m3/t，瓦斯绝对涌出量14.13m3/min，属高瓦斯矿井。瓦斯成份以氮气为主，沼气次之，瓦斯属二氧化碳氮气带。原矿务局为本矿井设计的瓦斯抽放系统，于1991年建成并开始投入使用，预测瓦斯梯度为每下降5m，瓦斯相对涌出量增加1m3/t。2012年8月份测定矿井瓦斯绝对涌出量为62.71m3/min，相对涌出量为35.36m3/t；二氧化碳绝对涌出量为3.81m3/min，相对涌出量为2.15m3/t，根据煤矿规程133条规定因此鉴定该矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井。大煤矿2012年矿井瓦斯绝对涌出量为64.44m3/min，相对涌出量为55.82m3/t；二氧化碳绝对涌出量为3.63m3/mi

5、n，相对涌出量为3.14m3/t。根据矿井生产现状和瓦斯赋存情况，经分析矿井瓦斯涌出量大的主要原因，与本矿井仓储式采煤方法和现用综采采煤方法有关。2、煤与瓦斯突出根据煤炭科学研究总院研究院（以下简称研究院）2011年出版大豫新煤业有限责任公司一号井槽、八尺槽煤与瓦斯突出鉴定报告说明书。大一号井槽、八尺槽煤层+720m水平及其以下区域具有煤与瓦斯突出危险性。矿井为煤与瓦斯突出矿井。3、煤尘精查勘探报告收集了煤矿的资料，并对每层可采煤层进行了煤尘爆炸性试验，煤层的火焰长度均大于400mm、八尺煤层200-300mm，岩粉量煤层90%、八尺煤层80%均大于60煤尘均具有爆炸危险性。本矿历史上曾发生过

6、瓦斯与煤尘爆炸事故。 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7.50.159020520.06.05-1010.03.510-256.02.525-502.01.00.0059 m3/min时，视为井下火灾临界值；H11.8时，定为发火预报值；H21.0时，定为安全值；H2=1.01.8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、

7、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

8、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

9、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

10、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

11、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

12、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=276m3min，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=1200m3h，氮气浓度98。另一种空压机型号： LUl6010，排气量Q=20m3min，布置2台。

13、空压机与矿井注氮机联合布置， 2台DM500Nm3h，氮气产气量Q=500m3h，氮气浓度98；总产氮气量：2200 m3h。2台冷干机，型号：DS3060GFC，空气虑流量：65Nm3min。（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

14、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108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

15、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

16、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

17、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=520m,由于自由堆积，空隙漏风大，Q生Q散 窒息（不自燃）带：漏风小，氧气浓度低划分三带的指标有三种： 采空区漏风风速V（V0.9m/s为散热带；0.9V0.02m/s为自燃带；0.02m/s为自窒息带。）； 采空区氧浓度（C）分布（通常认为C8%为窒息带，18%C8%为自燃带；C18%为散热

18、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。 采空区遗煤温升速度（dt1/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

19、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)/rN1N224式中：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）/1.30.90.524 =750 m3/h根据国外经验估算（吨煤需5 m3注氮量） QN=5A/24式中：QN注氮流量； A工作面日产量； QN=53000/24=625m3/h 2灭火注氮：扑灭采空区火

20、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）式中：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/（57）24 V0=Llh式中：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，20 m;则 V0=309723 m3=66930 m3 QN=66930（6/3-1）=66930m3/h；则注氮量

21、=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80m3h，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XKF518D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=0.07124096（5-21）0.850.25=（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（885437186）=（9740 -40905）m3 式中：K取土系数，取1.1。D、制泥浆用水量 Q水1=Q土2=（9740-40950）5=48700m3 -204750 m3 式中：泥水比的倒