xx煤矿工作面防灭火专项措施修改

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1、XXX煤矿B1003W01采煤工作面防灭火方案及安全技术措施编制单位：通防队编制人：通防队：编制日期：2014年月日15审批意见会审单位及人员签字通防队：　　　　　　　　　　　　年　月　日生产指挥中心：　　　　　　　　　　　年　月　日安全环保部：　　　　　　　　　　年　月　日生产技术部：年　月　日安全副矿长：年　月　日总工程师:　　　　　　　　　　　　年　月　日15B1003W01采煤工作面防灭火方案及安全技术措施一、注氮防灭火（一）注氮防灭火设计依据1、《煤矿安全规程》第242条相关规定2、《煤矿氮气防灭火技术规范》MT/T7

2、01-1997（二）采空区三带范围B1003W01综采工作面是沙吉海煤矿首采工作面，周边矿井无可参考数据，根据经验初步划定采空区三带，待工作面回采后通过束管监测分析结果然后重新划定采空区三带：工作面架后<20m内为散热带；工作面架后20-70m为氧化带；工作面架后≥70m为窒息带。（三）注氮参数确定注氮防灭火惰化指标：1、注氮防火惰化，即注氮后采空区内氧气浓度不得大于7%；2、注氮灭火惰化，即火区内氧气浓度不大于5%；3、注氮抑制瓦斯爆炸，其采空区氧气浓度指标小于12%。由于开采煤层为容易自燃煤层，采空区防火惰化指标取7%，灭火

3、惰化指标取5%。（四）氮气防灭火机理1、采空区内注入大量的高浓度的氮气后，氧气浓度相对减小，氮气部分地替代氧气而进入到煤体裂隙表面，这样煤表面对氧气的吸附量便降低，在很大程度上抑制或减缓了遗煤的氧化放热速度。2、15对于采空区注氮防灭火而言，采空区注入氮气后，提高了气体静压，降低了漏入采空区的风量，减少了空气与煤炭直接接触的机会。3、氮气在流经煤体时，吸收了煤氧化产生的热量，可以减缓煤升温的速度和降低周围介质的温度，使煤的氧化因聚热条件的破坏而延缓或终止。4、采空区内的可燃、可爆性气体与氮气混合后，随着惰性气体浓度的增加，爆炸范

4、围逐渐缩小（即下限升高、上限下降）。当惰性气体与可燃性气体的混合物比例达到一定值时，混合物的爆炸上限于下限重合，此时混合物失去爆炸能力。（五）注氮量计算《煤矿用氮气防灭火技术规范》矿井设计生产能力0.90Mt/a。注氮量计算按以下三种方法计算，并取其中最大值：1、按产量计算QN＝[A/(1440ρtn1n2)]×(C1/C2-1)式中　　QN——注氮流量，m3/min；A——矿井日产量，取2727t；t——矿井年工作日，330d；ρ——煤的密度，1.32t/m3；n1——管路输氮效率，取80%；n2——采空区注氮效率，取90%；

5、C1——空气中的氧浓度，取20.8%；C2——采空区防火惰化指标，取7%。QN＝2727÷(1440×1.32×0.8×0.9)×(20.8÷7—1)＝3.972m3/min152、按吨煤注氮量计算QN＝5AK/(60×24)式中　　A——矿井日产量，t；取2727；K——工作面回采率，取K＝0.79。QN＝5×2727×0.79÷(60×24)＝7.480m3/min3、按瓦斯量计算QN＝QcC/(10—C)式中QC——工作面通风量，设计工作面配风量为1467.65m3/min；C——工作面回风流中的瓦斯浓度，1%。QN＝14

6、67.65×0.01÷(10-0.01)＝1.17m3/min；三种方法计算后取大值：QN＝7.480m3/min。考虑1.2的安全备用系数注氮流量7.480×1.2＝8.976m3/min＝538.56m3/h（六）注氮管路布置1、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行人侧，离底板0.3m，吊挂牢固，采用下端头埋管向采空区注氮。2、矿井地面安装4台LU-250A（Q=42m3/min，Pg=0.85MPa）螺杆压缩机，2套制氮设备，主管路采用Φ159×4.5无缝钢管由压风制氮车间沿综合管沟至主斜井井口，由主斜

7、井经清理撒煤斜巷、检修平巷后到运输石门，支管采用Φ108×6无缝钢管由运输石门到运输顺槽，安装控制阀门以便使预埋管进入预定地点时开闭。3、注氮口距底板巷道高度应在300mm以上，90°弯拐向采空区全长度敷设并在采空区内打花眼，便于氮气释放，用煤块或木垛妥善加以保护并采用过滤网缠绕出气口，防止堵塞。15距离工作面下端头转载机50m处注氮管路设置四通连接接头，管路连接采用迈步式，管路搭接长度30m。即第一趟氮气管路埋入采空区30m后，开始注氮。同时，预埋第二趟管路。当第二趟氮气管路埋入采空区30m后，预埋第三趟管路，当第二趟氮气管路

8、埋入采空区30m后，断开第一趟管路后连接第四趟管路对采空区实施注氮；以此类推，分别埋设第五趟、第六趟、第七趟…，直到不注氮为止。在具体实施过程中，应根据对采空区“三带”的动态变化规律及采空区气体分布规律的实时观测分析做出合理调整。（七）注氮时机选择1、工作面上隅