注氮防灭火系统设计八号矿Word文档格式.docx
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洪水期流量为27m3/s～29.3m3/s，枯水期流量为2.24m3/s～2.27m3/s。
年平均流量9.14m3/s，历年最大流量487m3/s，最小流量0.35m3/s。
年径流量2.89亿m3。
小西河为山泉汇集的山间小溪，流量0.17～0.39m3/s，后因七号平硐在上游设立水源地，现流量仅0.08～0.13m3/s。
1.3.4气象条件
矿区6～8月为夏季。
7月份平均气温23.3℃。
6～7月多雨，经常雹雨交加形成山洪，冰雹直径可达1厘米。
10月份中上旬开始降雪，次年3月底至4月初消融。
年平均降水量245.6mm，最高年份达426.2mm，年平均均蒸发量为1857.7mm，最大冻土深度约1.5m。
冬季常大雾迷漫，能见度极差。
1.3.5地震烈度
矿区位于地震带上，地震频繁。
根据地质报告地震裂度属八度预测区。
1930年至今，矿区及邻近区共发生大于4.7级中强震14次，其中，6级以上5次，7级以上1次，小于4.7级地震不下百余次，且震中距矿区不超过75km，属地震多发区。
1.3.6煤层赋存
井田内共含煤6层。
B5煤层全区可采，B1、B6煤层在南翼大部可采，B3、B4、B5煤层在南翼局部可采，北翼不存在。
B2煤层不可采。
因此，本井田的主采煤层为B5、B6、B1。
煤层的特征表达如下：
B1煤层：
为中厚～厚煤层。
南翼BI线以西，煤层平均可采厚3.98m，结构较简单，BI线及其以东，煤层分叉变薄，结构变得较复杂，平均可采厚仅1.45m。
北翼仅见层位，煤层已不复存在。
全井田煤层0～5.28m，平均2.96m。
南翼井田大部可采。
B5煤层:
为较稳定的厚～特厚煤层。
厚4.53～19.91m，平均8.73m。
煤层结构较简单，向斜南翼分成上下两层,上分层平均厚度2.60m，下分层平均厚度6.26m，上下分层间距0.42m；
向斜北翼不分层。
全井田均可采。
B6煤层:
主要分布在南翼，为较稳定～不稳定的大部可采煤层，厚0～5.13m，平均3.72m。
可采范围在加I-BⅡ线之间。
1.3.7物理性质
各煤层性质基本相同，呈黑色，条痕深棕色，多具沥青光泽，燃点低，着火快、焰中长、焰色浅红、烟青淡不结焦。
煤的比重B1为1.3t/m3；
B5为1.29t/m3；
B6为1.29t/m3。
1.3.8化学性质
本井田主要开采煤层为B5、B6煤层，根据补勘区内各煤层的工业分析成果，见表1-1,B5原煤水分（Mad）=8.01%,灰分（Ad）=13.78%,挥发分（Vdaf）=47.68%;
B6原煤水分（Mad）=7.98%,灰分（Ad）=23.88%，挥发分（Vdaf）=49.30%。
B5原煤全硫和磷含量分别为：
St,d=0.34%，Pd=0.042%；
B6原煤全硫和磷含量分别为：
St,d=0.23%，Pd=0.049%；
B5、B6原煤收到基低位发热量（Qnet.ar）分别为28.27MJ/kg及29.10MJ/kg。
表1-1各煤层工业分析成果统计表
煤层号
原煤（%）
精煤（%）
水分（Wf）
灰分（Ag）
挥发分（Vr）
B6
4.45-14.14
7.98（15）
9.75-48.80
23.88（15）
44.40-53.52
49.30（15）
3.83-9.75
6.18（7）
5.46-11.92
8.71（7）
40.32-48.14
44.75（7）
B5
2.43-14.45
8.01（27）
4.88-41.33
13.78（27）
41.16-55.60
47.68（27）
3.95-10.21
6.81（13）
4.56-8.63
6.46（13）
40.37-48.34
46.38（13）
B51
3.82-10.84
7.16（15）
6.80-47.51
23.67（15）
28.90-55.41
48.32（15）
4.64-7.60
5.66（7）
7.62-12.36
9.25（7）
44.74-48.73
46.74（7）
B4
5.35-9.11
6.11（10）
13.81-48.04
32.40（10）
45.69-66.18
52.53（10）
3.89-7.91
5.70（8）
8.44-14.90
10.89（8）
42.19-50.53
46.02（8）
B3
4.06-9.66
7.28（10）
13.91-44.44
27.68（10）
45.65-52.70
50.05（10）
3.57-9.34
5.51（8）
6.59-12.33
8.85（8）
41.10-51.39
46.40（8）
B2
3.67-9.96
6.95（8）
18.21-49.8
37.94（8）
47.60-56.65
53.12（8）
3.58-9.87
5.92（8）
8.75-14.22
10.68（5）
43.81-50.18
47.65（8）
B1
3.34-10.05
7.43（16）
8.14-38.53
20.27（16）
49.43-57.62
52.86（16）
3.30-10.36
5.66（11）
5.85-13.73
9.61（11）
46.71-51.80
49.06（11）
煤层
平均
7.83
4.88-49.82
17.17
28.90-66.18
48.84
6.44
5.46-14.90
7.48
40.32-51.80
46.63
八号井井田主要开采煤层为B5、B6煤层，根据补勘区内各煤层的工业分析成果，B5原煤水分（Mad）=8.01%,灰分（Ad）=13.78%,挥发分（Vdaf）=47.68%，煤层为较稳定的厚～特厚煤层，厚4.53～19.91m，平均8.73m；
B6原煤水分（Mad）=7.98%,灰分（Ad）=23.88%，挥发分（Vdaf）=49.30%，煤层为较稳定～不稳定的大部可采煤层，厚度0～5.13m，平均3.72m。
采煤方法采用走向长壁综采放顶煤采煤法。
1.3.9矿井生产情况
八号井开拓方式为斜井开拓，矿井布置有主斜井、副斜井和回风斜井共三个井口。
主斜井、副斜井井筒倾角25°
，主斜井、副斜井井口标高+1467m，井底标高+1154m。
1.主斜井：
井筒斜长790m，倾角25°
，净断面7.13m2，采用砼砌碹支护。
井筒装备1000mm的钢丝绳芯强力大倾角胶带输送机，并设有行人台阶和扶手，并铺设清水管、动力和通讯电缆等、主要担负煤炭提升任务，并作为矿井的进风井及安全出口。
2.副斜井：
井筒斜长740m，倾角25°
，净断面9.12m2；
砼砌碹及锚喷支护。
采用单钩提升，主要担负矿井人员、矸石、材料和各种设备的提升，井筒内布置排水管道，设行人台阶和扶手，兼作进风井和一个安全出口。
3.风井：
井筒斜长587m，倾角12°
至43°
，净断面6.83m2，砼砌碹和锚喷支护，作为矿井回风井和一个安全出口，设行人台阶和扶手。
4.车场与硐室及辅助巷道
（1）车场
根据开拓布置，井底车场布置在+1154m水平，为平车场形式，首采区布置有三个中部车场，采用石门甩车场形式。
（2）硐室
井底车场附近设消防材料库、等候室、中央变电所、中央水泵房等硐室。
5.大巷
道采区为中央双翼采区，不设运输和回风大巷，后期开采东翼的二采区时，布置皮带运输大巷和轨道运输大巷。
二采区布置单独的回风斜井。
至东翼的+1154m水平皮带运输大巷长度750米，已施工完成；
+1154m水平轨道大巷及联络巷长800米，已施工600米。
6.二采区巷道（尚未掘进）
（1）上山
一采区上山已经施工完毕，目前正在回采。
二采区为接替采区，上山尚未施工。
1）二采区轨道上山900m；
2）二采区皮带上山850m；
3）二采区回风上山760m；
（2）车场及硐室
采区车场及硐室500米（只考虑前期使用的下部和上部车场及采区变电所、火工品发放硐室、紧急避险硐室，提升机硐室）。
（3）准备巷道
一采区准备巷道已经施工完毕，二采区首采工作面准备巷道运输顺槽、轨道顺槽、开切巷及联络巷道1880米。
7.采煤方法
现回采的工作面为首采区B51104工作面，B5、B6煤层联合开采，采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法，运输及轨道顺槽均沿B5煤层底板布置，工作面走向长度835m，工作面长度130m，煤层倾角平均25°
，已回采400m。
采煤工艺为走向长壁综采放顶煤，具体为：
采煤机割煤落煤（顶煤采用松动爆破落煤）；
利用采煤机滚筒和刮板输送机及支架尾梁放煤自行装煤；
利用前部及后部中双链可弯曲刮板输送机运煤；
利用液压支架支护顶板；
采用全部垮落法处理采空区。
采煤机截深0.6m，割煤高度2.7m，放煤高度6.3m，采放比1：
2.33，放煤步距2.4m。
8.矿井主要设备
矿井主要设备见表1-2。
9.地面生产系统
矿井现有地面生产工艺系统如下：
原煤经主斜井带式输送机（B=1000mm、L=860m、V=3.15m/s、Q=450t/h、β=25°
、ST3000、2×
450kW-6KV）运至井口后，通过上仓带式输送机运往筛分装车仓，在装车仓上部进行筛分，原煤被分为0～25mm、25～50mm、+50mm三级，对+50mm粒级进行人工拣矸。
各产品煤分别入仓储存，三个末煤仓储量为2000t，大块煤仓120t，中块煤仓100t，各产品煤分别装车外销。
表1-2矿井主要设备表
序号
名称
型号规格
主要参数
1
主通风机
2台FBCZNO20型轴流式
风量1200-7500m³
/min，风压230-1100pa，功率2×
110KW
2
主井提升机
DTL80/20/250
带宽:
1000mm，运输能力：
450t/h，
3
副井提升机
JK-2.5×
2.2/20E型提升机
轨型30kg/m，轨距600mm，最大静张力90KN
4
主要运输系统
一台SDJ/100/2×
75输送机 两台DSJ-/80/2×
40
2×
75带宽1000mm，输送量500t/h
40带宽800mm，输送量450t/h
5
供电系统
自引矿区35KV/6变电所
双回路MYJY22-95高压电缆
6
排水系统
三台MD155-67×
5型水泵
Q=155m³
/h，扬程335m，排水管D219×
10型无缝钢管两趟，
7
压风系统
LW-22/7型两级双缸双作用冷却式空压机2台
排气量22m³
/min,排气压力0.7Mpa,主干管Φ108×
8
地面系统（选煤系统）
上仓TD75型胶带运输机螺旋筛ＳＬ－Ｕ１型
输送量500/h，带宽1000mm
1.3.10证载生产能力
八号井于2004年5月开工建设，2007年9月通过自治区的竣工验收，设计生产能力0.6Mt/a，是自治区“十五”期间重点建设的煤炭项目。
2009年，经自治区有关部门组织验收，核定生产能力为1.2Mt/a。
1.3.112011年煤炭产量
2011年矿井总产量为1.2152Mt。
1.3.122011年末保有地质储量和可采储量
截至2011年12月31日，矿井保有地质储量为83.9173Mt，其中探明的经济基础资源量（121b）为9.1839Mt，控制的内蕴经济基础资源量（122b）为23.9653Mt，推断的内蕴经济资源量（333）为50.7681Mt；
可采储量为54.5462Mt，其中探明的经济基础资源量（121b）为5.9695Mt，控制的内蕴经济基础资源量（122b）为15.5774Mt，推断的内蕴经济资源量（333）为32.9993Mt。
1.4项目基本情况
为了确保矿井氮气防灭火系统安全有效的实施，决定为八号井单独建立一套氮气灭火系统。
矿井现使用KJ4N煤矿安全监控系统和A5085束管监测系统。
第二章氮气防灭火系统建设的必要性
根据2007年新疆煤炭科学研究院检测报告可知：
矿井可采煤层自燃倾向性等级为Ⅰ级，自燃倾向性为容易自燃煤层，为低瓦斯矿井。
回采工作面采用走向长壁综采放顶煤采煤方法。
注氮防灭火的实质是采用不助燃的氮气注入到能引起煤炭自燃或已经产生火灾的空间，使该空间内的氧气含量降低并达到不再使可燃烧物氧化和继续燃烧的程度，达到防灭火的目的。
氮气防灭火作用机理主要在于对煤的氧化、自燃和可燃物的燃烧能够起到惰化阻燃和惰化抑爆作用。
《煤矿安全规程》规定：
开采有自燃倾向性煤层的矿井，在矿井和新水平的设计中，必须采取综合（包括开拓方式，巷道布置，开采方法，回采工艺，通风方式和通风系统等）以及专项（包括注浆或注砂、喷注阻化剂、注入惰性气体、均压技术等）预防煤层自燃发火措施；
开采有自燃倾向性的煤层，必须对采空区、突出和冒落孔洞等空隙采用预防性注浆或全部充填、喷洒阻化剂、注入阻化泥浆、惰性气体以及均压通风等措施，防止自燃发火。
《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）《设计规范》规定：
一级自燃矿井应建立以注浆（或注砂）为主、以阻化剂或均压技术为辅的防灭火系统和预测预报系统并配备惰气灭火装置；
二级自燃矿井应建立注浆（或注砂）为主，以阻化剂或均压技术为辅的防灭火系统和预测预报系统。
.
因此矿井必需建立一套独立的氮气灭火系统。
第三章氮气防灭火系统设计
3.1氮气防灭火系统及方法的选择
氮气防灭火技术的实质是将氮气送到采空区，使该区域空气惰化，氧气浓度降低到煤自然发火的临界浓度以下，以抑制煤的氧化自燃，直到火区窒息的防灭火技术。
氮气防灭火机理主要有惰化、抑爆、减小漏风和吸热等应用氮气防灭火技术防治矿井火灾，是世界主要产煤国家所公认的行之有效的方法。
自上世纪70年代以来，国外煤矿普遍采用氮气防灭火技术，取得了很大的成就，并都将该项技术作为常规的防灭火手段。
我国从1980年起，通过10余年的试验研究，为我国煤矿推广应用该项技术奠定了技术基础和积累了经验，1992年氮气防灭火技术纳入了《煤矿安全规程》，并于1997年制定和颁布了《煤矿用氮气防灭火技术规范》。
从此，氮气防灭火技术走上了法制化、科学化和规范化的轨道。
注氮方式可分为埋管式注氮方法、拖管式注氮方法以及其它的注氮方法。
目前我国煤矿大多采用埋管式注氮方法。
注氮方式可分为连续式和间歇式两种。
采用哪一种方式，主要取决于氮气在采空区内的滞留时间和惰化效果。
间歇式注氮方式即在采空区“氧化带”区域注入氮气，考察氮气在该区域内的滞留时间和惰化效果，当该区域
浓度降低至自然发火临界
浓度之下时停止注氮；
随着氮气的泄漏，采空区内的
浓度会逐渐回升，当
浓度回升至自然发火临界
浓度之上时，重新开始新一轮的注氮。
当注氮口推移至“氧化带”以外而进入“窒息带”时停止注氮。
3.2防灭火注氮流量的计算
1）供氮能力
a制氮设备或装置的供氮能力应按矿井注氮工作面防火注氮需要选取，供氮能力可按式1计算（1个工作面注氮量）：
（7-1）
=1440
式中
——注氮量
；
——采空区氧化带内漏风量，
，取10
——采空区内氧化带平均
含量，10%～20%，取15%；
——采空区氧化带防火惰化指标，取7%；
——注氮防火时氮气纯度，取97%；
K——备用系数，为1.2～1.5，取1.2。
b按产量所形成的空间计算：
（7-2）
561
式中
——煤的密度，
，取1.4；
——管路输氮效率，取0.9；
——采空区注氮效率，一般取0.3—0.7，设计取0.7；
——空气中的氧含量，取20.9%；
——采区防火惰化指标，规定为97%；
K——备用系数，1.3～1.5，取1.5；
t——一年300工作日。
结合本采区实际情况综合考虑注氮量按700
2）氮气纯度
向防火区注入氮气的纯度要视其能将采空区的氧浓度降低到煤自燃临界氧浓度而定。
而向火区注入氮气纯度应不低于97％。
3）供氮压力
地面、井下制氮设备的供氮压力，可按供氮压力公式计算，其管路末端的绝对压力应不低于0.2MPa。
4）输氮管路
从井下供氮时，除应采用钢管外，在满足输氮压力的情况下，可选用耐压橡胶软管。
但进人采空区或火区的管路必须采用无缝钢管。
输氮管路的直径应满足最大输氮流量和压力的要求。
输氮管路直径
矿用输氮管路直径按7-3式计算
（7—3）
式中Q———最大输氮流量，
D———注氮管路最小直径，mm；
V———管道内
允许流速，当
压力为0.3～0.6MPa时，V选为20
5）注氮抑制瓦斯爆炸
扑灭瓦斯积聚区的火灾，需建防爆墙。
注氮的同时，取样分析灾区气体成分的变化，并用空气一甲烷混合物的爆炸三角形法进行失爆性的判定。
6）注氮防灭火惰化指标
采空区惰化防火氧浓度指标不大于煤自燃临界氧浓度，其值由气相色谱吸氧法测定；
惰化灭火氧浓度指标应不大于3%；
惰化抑制瓦斯爆炸氧浓度指标应小于12%。
7）辅助防灭火措施
束管监测和人工监控是注氮防灭火实施的重要保证，可掌握被控制区域的气体动态变化，并根据气体的变化情况判别工作面采空区处于何种状态，才能根据气体的变化状态采取相应的防治手段做到防患于未然。
均压通风均压通风可以降低矿井主扇对工作面采空区负压作用，能有效抑止在矿井负压作用下氮气向采掘空间的涌出，形成防治区域微负压或微正压，防止或杜绝新鲜空气流人，以保证防治区域的缺氧和惰化，降低煤炭氧化自燃的速度。
8）注氮防灭火的效果考察
为保证注氮防灭火的效果，宜对注氮的区域采取均压措施，并采取严格的堵漏措施以及有效的火灾监测，使防灭火区域的漏风量降到最低限度。
考察内容：
——注氮前、后采空区三带的变化；
——注氮量、注氮扩散半径、注氮口移动步距等。
3.3制氮设备选择及工艺
我国煤矿防灭火目前所选用的制氮设备有：
地面固定式深冷制氮气设备；
矿用地面固定式、地面移动式和井下移动式变压吸附制氮设备，以及矿用地面固定式、地面移动式和井下移动式膜分离制氮设备。
按空分原理可分为深冷式、变压吸附式和膜分离式。
近几年来，是以变压吸附和膜分离制氮设备在煤矿现场应用得最多。
为满足煤矿选择氮气源设备的需要，本次设计选用由煤炭科学研究总院重庆分院与温州瑞气空分设备有限公司合作，共同研制开发出JXZD系列（氮气纯度为98%，产气量为200—800
）矿用井下移动式制氮设备两台，一台备用。
北京中才华源技术有限公司生产的JSG6矿井火灾束管监测系统一套。
注氮方式
钻孔注氮：
在地面或井下，向采空区或火灾隐患的区域打钻孔（全套管）注氮。
插管注氮：
工作面开切眼、停采线和巷道高冒区，可采用向火源直接插管的注氮方式进行注氮。
密闭注氮：
利用密闭墙上预留的注氮管向火区或火灾隐患的区域实施注氮。
注氮方法及注氮地点
根据对火情的预测情况，可选择连续或间歇注氮。
防灭火注氮地点应尽可能选择在进风侧或靠近火源。
工作面采空区注氮防火的注氮管口应处于采空区氧化带内。
3.4输氮管路选择
管路的铺设应尽量减少拐弯，要求平、直、稳，接头不漏气。
每节钢管的支点不少于两点，每节软管的吊挂不少于4点，不允许在管路上堆放它物，低洼处可设置放水阀，输氮管路的分岔处应设置三通和截止阀及压力表，输氮管路应进行防锈处理，表面涂黄色油漆，并且定期对输氮管路进行试压检漏。
在工作面的进风侧沿采空区埋设一定长度（其值由考察确定）的厚壁钢管作为注氮管路，它的移动主要利用工作面的液压支架，或工作面运输机头、机尾，或工作面进风巷的回柱绞车作牵引。
注氮管随着工作面的推进而移动，使其始终埋入采空区内的一定深度。
氮气释放口应高于底板0.5m的位置，并且采用90°
的弯管与工作面保持平行，孔口不可向上，并且用石块、木垛加以保护，防止管路堵塞。
输氮管路：
制氮厂房——副井——运输石门——轨道大巷——轨道上山——区段运输顺槽、区段回风顺槽。
3.5其它防灭火措施
1、阻化剂防灭火
（1）阻化剂选择
目前，使用阻化剂药剂主要有CaCl2、NaCl、MgCl2（卤液或卤片），以及水玻璃和生石灰等。
从使用效果来看CaCl2、MgCl2较好。
从使用经济效率来看MgCl2比较便宜，MgCl2为盐的副产品货源相对充足，故设计确定药剂采用MgCl2，现场可椐当地情况灵活调整。
（2）喷洒工艺系统
工作面采空区阻化剂溶液防灭火有两种方式，一是向采空区直接喷洒，二是采用高压雾化器将溶液变成汽雾随漏风漂洒到采空区。
前者缺点消耗药液量大、占用人力多、喷洒不均、效果差；
但其优点是不易对支架形成腐蚀。
后者的药量消耗少、雾化采空区的范围大、管理简单、效果好，但阻化剂汽雾易漂到工作面支柱上对其有腐蚀作用，要求操作时立即擦净支柱。
经综合考虑后，设计确定采用阻化剂雾化方式。
阻化剂防灭火的雾化系统，根椐
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