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注氮工艺:

1.注氮方式及管路设置

制氮设备安设在离主井口190米处,氮气管路采用Ф108无缝钢管,通过钻孔由主井筒经主井联络巷、925调车线至E9-15101上顺槽,并埋入采空区。

1)预防性注氮

(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) 工作面U型通风,根据通风负压作用方向,注氮管路铺设在工作面进风巷。设置要求如下:

a. 应靠顺槽外侧底板铺设,安设牢固,特别是要埋入采空区,避免支架移动挂断和顶板煤(岩)冒落破坏,影响注氮效果。

b. 氮气释放口应高于底板,与工作面保持平行,不可孔口向上,并用石块、木垛等妥善保护。防止煤、岩、泥水等灌入管内封堵孔口。

c. 埋管及注氮方式:采用双路交替埋管方式,第一路注氮管应设在开切眼位置,随工作面推进埋入采空区9米时,第二路注氮管开始平行埋设,待第一路注氮管埋入采空区18米时开始实施注氮。待第二路注氮管埋入采空区18米时,将注氮路径由第一路转移到第二路,第一路注氮管继续埋设。以此类推,循环往复。释放口之间的距离,应根据工作面长度煤岩自燃发火期长短,工作面推进度,注氮量大小及采空区泄露等因素确定。目前暂定18米,待以后根据实际观测及气体分析再作调整。

d. 管路采用快速接头连接。

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,因设备庞大繁多,不宜撤出。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,采空区内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。应始终使其内保持正压状态。

3)封闭方式:

根据工作面进、回风顺槽实际情况,提出以下几种方式

a. 构筑防火门进行封闭注氮:在工作面进风顺槽适当位置构筑防火门,把所有设备封闭在内;在工作面回风顺槽适当位置设置快速密闭,将工作面进行封闭,实施注氮。

b. 设置快速密闭进行封闭注氮:在工作面上下两巷距开切眼较近的适当位置(超前支护以外)设置快速密闭实施注氮。

C 快速密闭的方式可采用充气气囊或板闭间填凝胶的方式。无论何种方式,进风巷密闭须留设注氮管孔和观测孔,回风巷密闭须留设注氮管孔、观测孔和排气孔。被密封的电缆或皮带要落地并掩埋,同时要采取措施确保密闭不漏风。

d。启封密闭和排放氮气要制订专门的安全措施。

2.注氮管理:

1) 注氮量的多少,主要是依据采空区内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,应以距工作面30米处,采空区气体成分调整注氮量,即氧气小于10%,一氧化碳小于0.005%,以及工作面各处发现高温,异味等都应加大注氮量。

2) 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,还应用氧气检测仪表随时进行检测。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。

3) 注氮管内的氮气纯度最少不得低于97%

4) 注意检查工作面,特别时回风流及回风隅角中瓦斯涌出情况,发现由采空区内大量涌出瓦斯,使风流超限时,可适当减少注氮量或其它有效措施处理。

5) 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,应利用工作面附近的三通阀门,先排出管内空气,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。

6) 建立健全注氮管理专业队伍和各级专业人员的职责范围、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。

第五节 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:

1. 采空区内“三带”的划分:

氧化常温带:指采空区靠近工作面的条带,受通风负压作用流过一定的风量,能使煤炭氧化产生的热量随风流带走,不会使煤炭发热的区域,该条带采空区内氧气大于18%

氧化升温带:即常温带以内,有微风通过,氧气=10%18%,能使煤炭氧化,产生热量集聚的区域,也是自燃发火危险区域;

窒息带:在升温带以内,无风流通过,氧气小于10%,煤炭不会发生氧化的区域。

2E9-15101实验工作面采区“三带”划分:

为摸清实验工作面“三带”划分规律,确定最佳注氮量,在实验工作面回采开始,即分别以200m3/h,250m3/h,300m3/h的注氮量进行实验。通过束管监测系统埋入采空区不同位置的测点。每天定时分析,绘出采空区不同距离与氧含量的关系曲线,从而确定采空区“三带”划分及最佳注氮量。

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,漏风量大小及区内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,并按国内外实际经验参比而定。

按产量计算:

QN=A(C1/C2-1)/r·N1·N2·24

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%

QN=200020.9/7-1/1.29×0.9×0.5×24

=285 m3/h

根据国内外经验估算(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=5×2000/24=416.6 m3/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,火源范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= Ll[h(a-1)+m]

式中:V0——防灭火区空间体积,m3

L——防灭火区的走向长度,m 30

l——防灭火区的倾斜长度,m 60

h——顶板岩石冒落高度,m h=βm

β——采高倍数,取8

m—— 采高, m;

V0=24×60×[8×2.8×(1.31+2.8]=13708.8 m3

QN=13708.8×(6/3-1=13708 .8m3/h

则注氮量=13708 .8/5/24=114.24 m3/h

3.防灭火注氮量的确定:

决定注氮量多少的主要技术根据是采空取内的惰化程度,即工作面推进速度以外,惰化带距离在煤的自燃发火期内,也就是氧气小于10%,一氧化碳小于0.005%,要能够满足井下采煤工作面正常防火需要和井下一般灭火需要。

第六节 自燃发火期预测预报

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,以确保综放的正常进行。

一.煤层自燃发火特征及预报:

煤炭科学研究总院抚顺分院提出采用CO自燃发火预报,它有两个参数,即发火系数H1H2;发火系数H1是取样地点CO含量与风量的乘积,即单位时间内CO的绝对发生量(m3/min)为

H1=C×Qm3/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是单位时间内CO绝对的发生量与氧气绝对消耗量的比值,即

H2=C×Q/Q2×⊿Q

式中:⊿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H1H2来预报火灾:

H1>0.0059 m3/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=0.00490.0059m3/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=1.01.8时,定为加强观察值。

(详见 赵宏珠、石平五编《厚煤层放顶煤开采设备与技术》P123页)

二.束管监测系统 经比较选用KHY3型矿井火灾束管监测系统

该系统广泛用于煤矿自燃火灾预报和防治工作,对井下任意地点的O2N2COCH4CO2C2H6C2H2SF6等气体含量实现24小时连续监测,通过烷烯比、链烷比的计算,及时预测预报发火点的温度变化,为煤矿自燃火灾和矿井瓦斯事故的防治提供科学依据。

系统主要有粉尘过滤器、单管、束管、分路箱、抽气泵、气体采样控制柜、监控微机、束管专用色谱仪、打印输出设备、网卡,系统软件等组成。

主要功能如下:

1. 束管采样,色谱仪分析,无需任何电化学传感器。

2. 自燃火灾预报功能。

3. 系统自动控制,24小时在线监测,实现无人职守。

4. 输出功能齐全:产生正常分析、束管分析,趋势分析报表及趋势图等八种图象。

5. 具体气体含量超限自动报警功能。

6. 数据库记录个数小于等于108,对历史数据进行分析比较。

7. 具有联网功能,实现分析数据共享,为领导决策提供依据。

第四章 阻化剂防灭火工程设计

第一节 阻化剂防灭火设计技术要求

一.根据《煤矿安全规程》第235条规定:采用阻化剂防灭火时,应遵守下列规则:

1. 选用的阻化剂材料不得污染井下空气和危害人体健康。

2. 必须在设计中对阻化剂的种类和数量、阻化效果等主要参数作出明确规定。

3. 应采取防止阻化剂腐蚀机械设备、支架等金属构件的措施。

4. 采用阻化剂防灭火要同其它措施统筹考虑。

5. 采用阻化剂防灭火要因地制宜。

第二节 阻化剂防灭火设计依据和主要内容

一.设计依据和基本资料

1. 煤的物理、化学性质;

2. 矿井周围地理环境、水源,气候条件;

3. 煤层顶、底板岩性;

4. 采掘方法、开拓系统,采区布置;

5. 煤的自燃发火期,发火特征。

详见第一章

二.设计主要内容

专门设计中应包括:阻化剂防灭火工艺系统、喷洒或压注阻化剂的施工图及其技术参数,操作规程,质量检查制度,日常观测制度等,即以下内容:

1. 阻化剂种类及其配置;

2. 喷洒阻化剂的参数计算;

3. 阻化剂喷洒工艺系统;

4. 阻化剂喷洒方法;

5. 阻化剂防灭火管理。

三.阻化剂灭火机理

1. 阻化剂吸附于煤的表面形成稳定的抗氧化物保护膜,降低煤的吸氧能力。

2. 溶液蒸发吸热降温。

3. 降低煤在低温时的氧化活性。

4. 某些阻化剂(如消石灰)与煤内一些容易自燃的成分(腐植酸)化合,生成不易自燃物质。

阻化剂以其无毒、价廉、易于制备,加少量于水中就能有效而被广泛地用于井下防火。

第三节 阻化剂的种类及选择

一.阻化剂的种类

用于煤矿防灭火的阻化剂主要有:

CaCl2,MgCl2,BaCl2,AgCl3,FeCl2,NaCl,ZnCl2,CaSO4,MgSO4,Na2SO4,CaSO4,Ca(OH)2.

二.阻化剂的选择

阻化剂选择遵循以下条件:

1. 阻化率高;

2. 阻化衰退期要长;

阻化衰退期即阻化氧化的有效日期,又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. 来源可靠,供应充足,运输方便。

5. 费用低,价格便宜;

6. 对井下设备、设施腐蚀性小;

鉴于有些阻化剂(CaCl2MgCl2)溶液一旦失去水分不但阻化氧化的作用停止,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作用,本设计选用(消石灰Ca(OH)2)作为阻化剂。

第四节 喷洒阻化剂参数计算

一.阻化剂溶液的浓度

p=T÷C×100%=T÷(T+V)×100%

式中:p——阻化剂溶液浓度,%

C——阻化剂溶液量,㎏;

T——阻化剂用量,㎏;

V——用水量,㎏。

我国喷洒阻化剂最佳阻化效果浓度为15%20%。在今后的实践中可根据工作面实际情况调整,设计取15%

二.松散煤(浮煤)的密度

这个参数由设计单位实测取得,也可参照邻近矿。本设计取0.9t/m3

三.原煤的吸液量

每立方米煤吸收阻化剂溶液量为吸液量,此参数由实测或参考邻近矿取得。设计取15%阻化溶液浓度时,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

此参数可参照邻近矿取得,待实测后调整。本设计取15%浓度时,其密度为1.05t/m3

以上各种参数,目前设计中均为参考其它矿取得。在今后实测中,可根据矿井实际情况予以修正,以便更贴近实际情况。

五.工作面一次喷洒量

工作面一次喷洒量,即工作面一次喷洒范围内所需的阻化剂溶液量。包括底板浮煤q1和护顶煤的喷洒量q2。本工作面采用一次采全高综放工艺,不留护顶煤只计算q1

1. 按浮煤重量计算

q1p=KG1A1=KLBM1r1A1

2. 按浮煤体积计算

q1V=KV1A1=KLBM1A1

3 工作面一次喷洒量为q=q1p= q1v

式中:q——工作面一次喷洒量,㎏;

q1p——按重量计算浮煤一次喷洒量,Kg

q1v——按体积计算浮煤一次喷洒量,Kg

K——一次喷洒加量系数,一般取1.2

G——一次喷洒范围内的浮煤重量,Kg

V——一次喷洒范围内的浮煤体积,Kg

L——工作面长度,m

B——一次喷洒宽度,m,取2.4

M1——底板浮煤平均厚度,m0.3

A1——底板浮煤原煤吸液量的平均值,Kg/t

R——阻化剂溶液浓度的密度,t/m3

q=q1=1.2×60×2.4×0.3×0.9×50=2275.2Kg

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。

Q1= q1prp

式中:Q1——工作面一次喷洒所需的阻化剂用量,Kg

Q1