安全课程设计火灾防治.docx
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安全课程设计火灾防治
前言
矿井火灾是煤矿生产中的重大自然灾害之一。
事故一旦发生,会造成煤炭资源、设备的重大损失和人员的重大伤亡,处理不及时或处理不当会诱发更为严重的事故,如瓦斯、煤尘的燃烧与爆炸,使灾害进一步扩大。
矿井火灾不仅能使矿井遭受巨大的物质损失,同时它也是导致井下职工伤亡的重大渊源。
矿井火灾发生的都十分突然,常常出人意料,而且发展迅猛、激烈,会使井下风流的热力状态发生急剧变化,导致井下正常通风出现紊乱;而燃烧后所生成的有毒有害气体不依既定的线路流动,会使灾区或灾区波及的区域中的人员中毒伤亡;也可能引起可燃气体爆炸致人死亡,酿成重大事故,使矿井蒙受难以弥补的损失和危害。
我国煤矿自燃发火非常严重,有56%的煤矿存在自燃发火问题,而我国统配和重点煤矿中具有自燃发火危险的矿井约占47%,矿井自燃发火又占总发火次数的94%,其中采空区自燃则占内因火灾的60%。
这种火灾常造成工作面封闭、冻结大量的煤炭资源和昂贵的生产设备,造成工作面、采区风流紊乱,影响矿井正常的生产接续,并造成人员伤亡。
“预防为主”是我们在开采过程中同各种自然灾害事故作斗争的指导方针,也是防治自燃火灾必须遵循的原则。
为了加强煤矿防灭火安全技术,我国从50年代起就在煤矿推广了黄泥灌浆防火技术,60年代至70年代又研究出了阻化剂防火、均压通风、高倍数泡沫灭火等技术,80年代至90年代则研究了矿井自燃发火预测系统、惰性气防灭火、快速高效堵漏风、带式输送机火灾防治等技术,并逐步形成适应普通采煤法和高产高效采煤法的综合防灭火技术。
由于我国火灾基础理论研究起步晚,防灭火关键设备和技术有待完善和配套,有一批亟待解决的技术问题。
因此,矿井火灾防治工作仍然是矿井安全生产所面临的一项艰巨任务。
目录
1煤炭自燃的条件及煤矿火灾形式3
1.1矿井火灾发生的基本要素
1.2煤矿的火灾形式
27251工作面的各种概况4
2.17251工作面地理位置
2.27251工作面煤的概况
2.37251工作面自然发火因素分析
3防灭火方法的选择5
3.1煤矿通用的灭火方法
3.2阻化剂防灭火技术
3.3惰性气体技术
3.4惰性气体泡沫技术
3.5均压防灭火
3.6灌浆防灭火
3.7防灭火技术的最终选择
4灌浆防灭火的工艺设计9
4.1制浆材料的选择
4.2泥浆的制备
4.2.1泥浆的制备工艺
4.2.2泥浆的水土比
4.3灌浆防灭火设计
4.3.1埋管灌浆
4.3.2灌浆量的确定
4.4灌浆管理
4.4.2加强对灌浆水土比的控制
4.4.3灌浆区的脱水
4.4.4工作面采空区泥浆分布的观测
4.4.5建立健全原始记录台帐
4.5灌浆费用概算
4.6灌浆效果检验
参考文献18
1煤炭自燃的条件及煤矿火灾形式
1.1矿井火灾发生的基本要素
和所有的物质燃烧一样,导致矿井火灾发生的三个基本要素为:
热源、可燃物和空气。
(1)点火源
具有一定温度和足够热量的热源才能引起火灾。
煤的自燃、瓦斯或煤尘爆炸、放炮作业、机械摩擦、电流短路、吸烟、电(气)焊以及其他明火等都可能成为引火的热源。
(2)可燃物
煤本身就是一种普遍存在的大量的可燃物。
另外,坑木、各类机电设备、各种油料、炸药等都具有可燃性。
(3)空气
燃烧就是剧烈的氧化现象。
实验证明,在氧浓度为3%的空气环境里,燃烧不能维持;空气中的氧浓度在12%以下,瓦斯就失去爆炸性;空气中氧浓度在14%以下,蜡烛就要熄灭。
火灾的三个要素必须同时存在,且达到一定的数量,才能引起矿井火灾,缺少任何一个要素,矿井火灾就不可能发生。
1.2煤矿的火灾形式
矿井火灾可分为外因火灾和内因火灾。
外因火灾是由于外部热源引起的火灾。
煤矿常见的外部热源有电能热源、摩擦热、各种明火(如液压联轴器喷油着火、吸烟、焊接火花)等,多发生在井筒、井底车场、石门及其他有机电设备的巷道内。
内因火灾是由于煤炭等易燃物质在空气中氧化发热并积聚热量而引起的火灾。
它不存在外部引燃的问题,因此,又称自燃火灾。
自燃火灾多发生在采空区,特别是丢煤多而未封闭或封闭不严的采空区、巷道两侧煤柱内及煤巷掘进冒高处等。
27251工作面的各种概况
2.17251工作面地理位置
该矿共三个煤层,地质构造简单,岩层稳定,地表标高约为+90m,表土层及风化带厚度﹙垂高﹚约为50m,表土层中含有厚度不一的流沙层,井田中部流沙层较薄,靠井田境界处较厚。
井田上以+10m,下以-420m的煤层底板等高线为界。
井田两侧系人为划定境界。
地层总体走向为东西走向,南北倾向,走向长9000m,倾斜长2000m。
倾角14°~16°,平均倾角为15°。
地质构造主要表现为单斜构造。
井田内断裂构造不发育,无火成岩侵入。
7251工作面是7号层煤的工作面。
井田内煤系主要由石炭系上统和二叠系下统地层组成,基底为经过长期剥蚀夷平的中奥陶系统,上覆地层为二叠系统陆相碎屑岩,含煤建造由一套海相、过度相、陆相地层组成。
煤系地层总厚度约430m,共含煤层9层,其中可采煤层共1层,即煤7。
7号煤层厚度在3.80m~4.20m之间,平均厚度4.04m。
煤层的容重为1.38t/m3。
结构简单,不含夹矸,顶板一般为砂质泥岩和砂岩,底板为泥岩,属全井田稳定可采的厚煤层,煤岩类型以半亮型和半暗淡型为主,条带状、透镜状及层状构造,硬度中等。
2.27251工作面煤的概况
煤层自燃倾向性:
容易自燃;
走向长度:
644m;
倾向长度:
161.5m;
地面标高:
+35m;
7251采煤工作面标高:
527.8~535.3m。
煤层倾角:
(10°~15°)/13°;
采煤方法:
综采放顶煤;
割煤高度:
2.3m;
设计采高:
4.04m;
回采率:
85%;
2.37251工作面自然发火因素分析
通过分析认为,7251面主要存在以下2个自然发火因素:
作为综采工作面,7251面煤炭回收率相对较低,采空区遗留浮煤多,一旦条件适宜,将会发生堆积煤自燃。
由于综采面在采煤后,采空区冒落高度稍大,堆积煤较厚,发生自然发火后一般灭火物质难以扑灭,灭火难度增大。
采空区自然发火对工作面的安全生产影响最大。
3防灭火方法的选择
3.1煤矿通用的灭火方法
介质法是防治自燃发火的直接技术,其基本出发点:
一是消除或破坏煤自燃发火基本条件中的供氧条件,降低煤自燃氧化的供氧量;二是吸热降温作用,延缓和彻底阻止煤自燃发火的进程。
这类技术种类较多,主要有灌浆防灭火、惰化防灭火、阻化剂防灭火、凝胶防灭火以及泡沫防灭火等技术。
3.2阻化剂防灭火技术
煤炭自然发火是由于煤与空气中的氧气相互作用的结果,在漏风不可避免的情况下,在煤的表面喷洒上一层隔氧膜,阻止或延缓煤的氧化进程。
阻化剂主要是卤化物与水溶液能浸入到煤体的裂隙中,并盖在煤的外部表面,把煤的外部表面封闭,隔绝氧气。
同时,卤化物是一种吸水能力很强的物质,它吸收大量水份复盖在煤的表面,也减少了氧与煤接触的机会,延长煤的自然发火期。
阻化剂技术在美国、波兰、前苏联等国家得到了较好的应用。
近些年来,阻化剂技术在我国也得到推广应用。
该技术惰化煤体表面活性结构,阻止煤炭的氧化;吸热降温,并使煤体长期处于潮湿状态。
但阻化剂技术也存在着一定的缺陷,不容易均匀分散在煤体上,且喷洒工艺难实施;腐蚀井下设备,影响井下工人的身体健康。
3.3惰性气体技术
惰性气体技术从20世纪70年代开始在德、法英等发达国家煤矿中大量使用,从80年代起,我国开始了氮气防灭火技术的研究与推广。
惰气源目前发展起来的主要是氮气,制备的方式有:
深冷空分、碳分子筛变压吸附和中空纤维分离等三种。
注惰效果主要取决于能否保证惰气质量,合理必需的注入量及其连续性,以及能否辅以强有力的检测技术,否则很难取得理想的效果。
该技术的优点:
(1)减少区域氧气浓度;
(2)可使火区内瓦斯等可燃性气体失去爆炸性;(3)对井下设备无腐蚀不影响工人身体健康。
但也存在着一定的缺点:
(1)易随漏风扩散,不易滞留在注入的区域内;
(2)注氮机需要经常维护;(3)降温灭火效果差。
3.4惰性气体泡沫技术
N2性质稳定,在常压、常温条件下难与其他物质发生化学反应。
采KDGl200Nm3/98型碳分子筛制氮机向采空区注氮,其产氮量为l200m3/h,N2浓度大于98%,N2释放出口压力为0.2MPa,能在短期内将火焰熄灭。
由于高浓度的N2注入,使采空区内的O2浓度不高于5%-10%时,可抑制煤炭的氧化自燃,O2浓度降到3%时,可完全抑制煤炭等可燃物阴燃、复燃。
向采空区注入N2,并使其渗入到采空区垮落带和断裂带,形成N2惰化带,可抑制采空区浮煤自燃,达到集窒息、降温为一体的防灭火目的。
1)石门注氮防灭火。
利用封闭石门向采空区注氮,将该工作面上阶段以及后方回采工作面采空区及时封闭,尽量杜绝采空区漏风,减少了向采空区供氧,漏风风流流动的速度及数量对自然发火往往起主导作用。
当工作面采过60m后,距采空区60m处有封闭石门,利用此石门向采空区注氮,并保证工作面后方最小30m的隔离带,让N2充填采空区后方30m范围,以后始终保持后方30m采空区注氮,
保证N2能存贮在采空区内不进入工作面风流中,如此循环,直至采煤工作面结束。
2)钻孔注氮防灭火。
在瓦斯抽放巷内每隔40m设1个注氮钻场,每个钻场内施工3个108mm钻孔,钻孔终孔位置在综放工作面采空区距机巷约20m。
当工作面推过钻孔25m时即可通过钻孔注N2,钻孔进入采空区以里60m时停注,换成另一个钻孔注N2。
为了防止N2从煤柱裂隙漏掉,钻孔套管的长度应大于10m,用封孔剂封孔。
3.5均压防灭火
为了防止采空区N2在矿井负压作用下向外泄漏,采取在采空区回风侧实行局部均压方法,工作面通风方式必须既能使工作面的瓦斯含量符合《煤矿安全规程》,又能尽量减少采空区的漏风,按此原则,工作面采用“一进二回”的负压通风方式,从机巷进风,回风巷和顶板风巷回风。
工作面的风量不宜过大,机巷进风风量控制在600—800m3/min,为了减少回风巷和上隅角瓦斯含量,在离回风巷较近的进风流中设置2台18.5kW的对旋局部通风机(当一台风机因故障停止运转后,另一台风机能自动启动),保证均压风机持续稳定运转,用风筒连接到离上隅角2—5m的地点,使风巷增加200m3/min左右的风量。
通过均压风门向工作面回风侧增压,调整工作面人回风压差,观察采空区向工作面回风巷漏风量并在回风巷采空区防火密闭处设置1套“U”型压差计,用来观测采空区内外压差,将压差确定在0~49Pa内,否则,及时调整均压风门的风量窗,通过风量调节使防火密闭内外压差在规定范围内,确保防灭火的实施。
3.6灌浆防灭火
灌浆技术是一项传统的、简单易行的、比较可靠的防灭火技术。
在一些缺少灌浆材料的矿区,通常采用注水来代替灌浆,增加煤体的水分,也取得了较好的效果。
目前现用防灭火充填材料主要有:
黄泥浆充填材料、水砂浆充填材料、煤矸石泥浆充填材料、粉煤灰充填材料、石膏填材料、水玻璃凝胶充填材料、废水泥渣充填材料等。
3.7防灭火技术的最终选择
7251工作面处采空区用灌浆防灭火。
该技术的优点是:
a、包裹煤体,隔绝煤与氧气的接触;b、吸热降温;c、工艺简单d、成本较低。
但同时也存在缺点:
a、只流向地势低的部位,不能向高处堆积,对中、高及顶板煤体起不到防治作用;b、浆体能均匀覆盖浮煤,容易形成“拉沟”现象,覆盖面积小;c、易跑浆和溃浆,造成大量脱水,恶化井下工作环境,影响煤质。
简言之,泥浆可以起到预防自燃和消灭自燃火灾的作用。
4灌浆防灭火的工艺设计
4.1制浆材料的选择
制浆用的材料应满足以下要求:
作为泥浆中的固体材料,应满足以下要求:
加入少量水即可制成泥浆;渗透性强,易脱水;收缩量尽可能的小;不含可燃物和催化剂,便于制备和运输等。
煤矿中使用的传统灌浆材料是含砂量不超过25%~30%的黄土,该矿区条件,也可采取适当的代用材料。
如煤矿,根据矿区情况,可用作制浆材料的有黄土和黑粘土。
主要采用黄土或黄土和黑粘土的混合土作制浆材料,同时在制浆过程中增加一定量的阻化剂,制作阻化泥浆,效果较好。
4.2泥浆的制备
4.2.1泥浆的制备工艺
泥浆制备可分为水力直接制浆和机械制浆两种方法,前者是用高压水枪直接冲刷地表或预先堆积的黄土成浆,经输浆沟送达输浆管路。
这种方式工序简单,但浆液质量难以保证,因此一般采用机械制浆方法。
机械制浆的泥浆搅拌池应分成两格,一池浸泡,一池搅拌,轮换使用。
浆池的容积,一般按2小时灌浆量计算,其底部有向出口方向2~5%的坡度,在泥浆引灌浆管前应设两层过滤筛子(孔径分别为15mm和10mm),在注浆时应及时清除筛前的碴料。
4.2.2泥浆的水土比
泥浆的水土比是反映泥浆浓度的指标,是指泥浆中水与土的体积之比。
水土比的大小影响着注浆的效果和泥浆的输送。
泥浆的水土比小,则泥浆的浓度大,隔绝和包裹效果好,但流动性差,输送困难,在输浆倍数和管径一定的条件下,泥浆输送的沿程阻力大,泥浆在管道中的流速降低,泥浆中的固体颗粒容易沉降,造成堵管事故。
水土比大,则输送相同体积的土所用的水量大,包裹和隔绝效果不好。
根据实际应用经验,如倾角在
~
的水土比为5׃1~6׃1,倾角
~
时为3׃1~5׃1为宜。
由于本矿的条件,选着水土比为5:
1。
4.3灌浆防灭火设计
我国煤矿现在使用的预防性灌浆方法有三种。
1采前预灌:
即是在工作面尚未回采前对其上部的采空区进行灌浆。
这种灌浆方法适用于开采老窑多的易自燃、特厚煤层。
2随采随灌:
就是随采煤工作面推进同时向采空区灌浆。
在灌浆过程中,灌浆与回采保持有适当的距离,以免灌浆影响回采工作,随采随灌用于自然发火期短的煤层。
3采后封闭灌浆:
:
利用钻孔向工作面后部采空区内注浆;采空区封闭后,在密闭墙上插管灌浆,防止停采线遗煤自燃。
我国目前采用的灌浆方式主要有钻孔注浆,埋管灌浆,工作面洒浆,综采工作面插管灌浆。
经过实际经验和比较该矿用的是埋管灌浆。
采空区埋管图如下:
4.3.1埋管灌浆
把灌浆管铺设在工作面的回风道内。
工作面采煤前,在回风巷的灌浆支管上接一段预埋钢管(10~15m),预埋管和支管之间用高压胶管连接。
工作面采煤后始终保持预埋管压在采空区内5~8m,预埋管用回柱绞车拉着外移。
这种方法的优点是简便,工作量小,但浆液在采空区内流动情况难控制,浆液在采空区内分布情况不均匀。
灌浆管道直径应根据管内泥浆流速加以选择,管内泥浆的实际流速应大于临界流速。
所谓泥浆的临界流速,就是为了保证泥浆中的固体颗粒在管道输送时不致沉淀或堵管的最小平均流速。
其值与固体材料颗粒的形状、粒径、密度、泥浆浓度和颗粒在静水中的自由沉降速度等因素有关。
当采用密度为2.7t/m³的黏土作为泥浆中固体材料时,泥浆在管道中的临界流速为1.1~2.2m/s,水土比为3:
1~10:
1的情况下,管道内径按下式计算
d=(4Qh/3600πV)½=1/30×(Qh/πV)½
式中d——灌浆管道内经,m;
Qh——每小时灌浆量,m³/h;
V——管内泥浆的实际流速,m/s。
现场灌浆干管直径一般为100~150mm,支管直径为75~100mm,工作面胶管直径为40~50mm,管壁厚度为4~6mm。
根据本矿井的实际情况,决定采用埋管灌浆的灌注方法,采用这种方法,相对钻孔灌注用费较省
工作面支管
工作面的埋管为管路支管,从经济效益方面考虑,不适于采用管口直径过大的管道。
供选择的有直径50mm和直径75mm两种管子。
通过对该矿工作面进风巷的实图测量数据,根据公式
L=(A+B)/2
A——工作面进风巷所处标高与回风巷所处标高的差值,m.
B——工作面进风巷在水平方向上的投影长,m.
量得A=(427-422)m=5m
B=627.5m
所以L=[5+(627.5×2)]/2=630m
从阻力方面考虑选用50mm管子阻力值太大,因此可选择直径为75mm的管子,铺设长度为630m。
(2)采区分管
回风井底离工作面距离较远,在对边缘采区工作面注浆时管道阻力较大,故选用100mm的管子为采区分管注浆系统。
其长度
L=L0+L1+L2+L3+L4+L5
L0联络巷
L1东一回风上山
L2皮带大巷
L3轨道大巷
L4西五上平巷
L5西边界回风巷
L=126+574+675+860+635+350=3220m
(3)矿井主管
所给主回风井标准数据:
回风斜井的井口至井底的距离为350m。
则选择直径为100mm,长度为200m的管子作为矿井主管系统。
4.3.2灌浆量的确定
根据注浆的作用和目的,合理的注浆量应能够使沉积的泥浆充填碎煤裂隙和包裹注浆区暴露的遗煤。
注浆量受注浆形式、开采方法及地质条件等因素的影响,比如同样的条件下,工作面注浆要比采后注浆用泥浆量少。
目前采空区的注浆量是根据注浆开采空间、采煤方法及地质情况来计算的。
1)用土量Qs为
Qs=K*M*L*H*C
式中M——煤层开采厚度,m;
L——灌浆区的走向长度,m;
H——灌浆区的倾斜长度,m;
C——煤炭采出率,%;
K——注浆系数即泥浆的固体材料体积与注浆区容积之比,一般取用水量0.03~0.15。
在本矿井中K=0.1,M=4.04,L=644,C=85%,H=100
故Qs=0.1×4.04×644×85%×100=22115m3
2)用水量Qw为
Qw=KwQsδ
式中Kw——考虑冲洗管路用水量备用系数,一般为1.10~1.25;本设计取1.10
δ——水土比。
故Qw=1.10×22115×5=121632m3
3)按日灌浆所需土量计算
Q土2=K*M*l*H*C
式中Q土2——日灌浆所需土量,m³/d;
l——工作面日推进度,m(本矿井日推进度为2.68m);
K、M、H、C——符号意义同上式。
故本矿井中,Q土2=0.1×4.04×2.68×100×85%=92.03m³/d
4)日灌浆所需实际开采土量
Q土3=Q土2α
式中Q土3——日灌浆所需实际开采土量,m³/d;
α——取土系数,一般取值1.1;
故本矿井中,Q土3=92.03×1.1=101.2m³/d
5)每日制备泥浆用水量
Q水1=Q土2δ
式中Q水1——制备泥浆用水量,m³/d;
δ——水土比
故本矿井中,Q水1=101.2×5=506m³/d
6)每日灌浆用水量可用下式计算:
Q水2=K水Q土2δ
式中Q水2——灌浆用水量,m³/d;
K水——冲洗管路用水系数,一般为1.10~1.25:
故本矿井中,Q水2=1.24×506=627.44m³/d
7)每日灌浆量
Q浆1=(Q水1+Q土2)M
式中Q浆1——日灌浆量,m³/d;
M——泥浆的制成率,当水土比为3:
1时,取值为0.880.
故本矿井中,Q浆1=(101.2+627.44)×0.880=641.2m³/d
4.4灌浆管理
4.4.1合理确定灌浆量
灌浆质量的主要标志是泥浆的灌注数量,应根据灌浆参数计算区域灌浆量及土量。
各个钻孔的灌浆量要求分配均匀合理,由于某些原因没能达到设计规定的灌浆数量时,需补充钻孔再灌。
各个钻孔要实行交叉式灌注,以利泥浆的渗透。
4.4.2加强对灌浆水土比的控制
预提高灌浆效果,就必须保持合适的泥浆浓度。
在灌浆期间要随时测量泥浆浓度。
4.4.3灌浆区的脱水
灌浆区停止灌浆后,一般经3~5天黄土即可沉实。
经一段时间大部分灌浆水通过各种渠道流出灌浆区,部分水则渗入并赋存于灌浆周围的煤岩层和灌浆区内的松散煤岩及黄土中。
脱水方法分自燃脱水和人工脱水两种形式。
自燃脱水是通过围岩裂隙自然渗出灌浆区;人工脱水一般多用钻孔放水或利用灌浆孔等使灌浆水脱出。
在灌浆区有水沉积时,必须采用人工脱水,否则易造成泥浆溃决事故。
4.4.4工作面采空区泥浆分布的观测
泥浆分布的均匀程度是检查灌浆质量的基本标志。
观测方法是:
随着采煤工作面的推进,定期定点量取工作面顶部泥浆沿走向和倾斜的分布数据,并绘制成上分层泥浆分布图,为分析上分层灌浆效果提供资料,也为开采下分层的灌浆提供一定的数据。
4.4.5建立健全原始记录台帐
各项记录台帐是灌浆管理工作中不可缺少的原始材料,是分析灌浆工作的基础。
其中包括:
钻孔工程记录台帐;灌浆工程记录台帐;防火墙工程记录台帐;气体分析记录台帐;泥浆分布记录台帐等。
4.5灌浆费用概算
黄土单价:
1元/m3,水单价:
0.5/m3,埋管费用:
25元/m。
故日灌浆费用:
S日=627.44×0.5+101.2×1=413.42元;
年灌浆费用:
S年=413.42×300=12.4026万元
埋管费用:
S管=(630+3220+200)×25=10.125万元
故灌浆总费用S总=S年+S管=12.403+10.125=22.528万元
4.6灌浆效果检验
下阳矿经过黄泥灌浆以后,自然发火现象明显减少,黄泥灌浆效果显著,且黄土便宜,灌浆工艺简单,系统简单,经济而且实惠,能达到集团公司的要求。
黄泥灌浆能包裹煤体,隔绝煤与氧气的接触,吸热降温,工艺简单,成本较低;大大提高了经济效益。
故明下阳矿采用黄泥灌浆技术能达到要求。
总结
通过对矿山安全的课程设计,我深刻了解了火灾对于一个矿井会造成多大的危害,对于放灭火对于一个矿井来说是多么的重要。
矿井防灭火工作,是响应国家政策的同时对财产的一种保护,更是对生命的一种尊重。
所以矿井放灭火工作要防患于未然,不能轻视它的存在,更不能忽视它发生时的危害。
另外,衷心感谢我的老师和同学们,在设计过程中,与他们的探讨交流使我受益颇多;同时,他们也给了我很多无私的帮助和支持,我深表谢意。
参考文献
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