烟煤安全控制事故处理措施
摘要:高炉喷吹烟煤煤一个重要的限制环节是安全问题,本文系统介绍了喷吹烟煤似的安全控制问题,包括系统参数的控制,事故的预防与处理。
高炉喷吹烟煤是高炉喷煤发展的趋势,也是近年来发展起来的新技术,从高炉冶炼工艺角度看,烟煤更适合喷吹,因为它含挥发物质高,所以燃烧率高,带入高炉的氢气也多。而氢气既有利于高炉的还原过程,又有利于提高煤气热值。实践证明喷烟煤有利于提高置换比和增加喷吹量。此外,烟煤一般比无烟煤质软、好磨,可以降低磨煤电耗。各厂可就近喷吹。但由于防火防爆问题,喷吹烟煤时对系统的安全控制提出了更高的要求,主要包括系统安全控制与事故的处理。
一喷煤系统安全控制
合理控制参数是保证生产安全的关键。只要控制好其中的重要参数,安全生产是完全可以实现的。
1.系统氧含量和温度的控制
根据煤粉爆炸必要条件,煤粉燃烧、爆炸的必要条件包括以下几项
(1)可燃粉尘浓度处于爆炸下限与上限之间的爆炸区;
(2)有足够氧化剂支持燃烧;
(3)有足够能量的点火源点燃粉尘;
(4)粉尘处于分散悬浮状态,即粉尘云状态。
在制备、输送煤粉的过程中,悬浮浓度很难控制,所以控制系统内部气氛中氧含量和火源是防止煤粉爆炸的关键。根据相关文献记载的实验也表明:在空气中的悬浮煤粉浓度为0.02-2kg/m3时为煤粉爆炸区间。当气相中氧浓度降至14%以下时,煤粉浓度虽在上述范围,即使煤粉达到煤的燃点以上也无爆炸发生。所以在实际生产中,要求制粉系统含氧浓度小于12%,以保证整个系统氧含量远离煤粉燃烧爆炸的氧浓度的临界值。
喷煤系统控制氧含量的办法是利用高炉热风炉废气,由于热风炉废气氧含量比较低,一般低于4%,同时含有一定热量,可以做为喷煤制粉系统的干燥剂和惰化剂。安钢高炉喷煤系统所用的干燥气为混合干燥气。它由90~95%的热风炉烟气和5~10%的燃烧炉烟气组成。经过在磨机入口处实测其氧含量浓度在6%以下,收尘器出口氧含量浓度在12%以下,能够满足制粉系统的安全需要。
系统温度的控制受煤种、生产工艺、生产环境等因素影响。烟煤的着火点在一般在300℃~400℃之间,所以磨机入口温度要低于此值,现在一般最高控制在260℃~290℃。出口温度:夏季控制在90±5℃;冬季由于环境温度低,加之原煤水分含量较高,一般控制在95±5℃。另外,煤粉仓是煤粉停留时间较长的地方。如果储存的煤粉温度较高,煤粉氧化速度较快,易在粉仓中发生煤粉自燃现象。所以粉仓温度应控制在70℃以下。当发现粉仓温度高于70℃并继续上升时,要尽快将仓中煤粉喷出并用氮气进行吹扫。待温度下降到正常范围后,再接受新煤粉。
2.一氧化碳监测系统
根据煤粉自燃时首先释放出co的原理,通过对co浓度监测,可及时发现煤粉的自燃,和温度相比co浓度监测更加灵敏。通过对粉仓、布袋箱co浓度监测,可以及时发现煤粉自燃的现象,生产过程中,当co的浓度增加到一定值时可自动报警并联锁打开粉仓、布袋箱的充氮系统以确保安全。
与防止煤粉自燃
开机时应先降低系统氧含量。具体如下:在磨机开启之前,首先把热风炉废气引过来,降低系统氧含量到12%以下,然后再开烟气炉升温,当磨机出口到95℃左右时再开启球磨机,进入正常生产状态。这样在系统生产之前,驱除了制粉系统内的空气,降低系统氧含量,保证了系统的安全生产。
在喷煤系统中制粉系统生产能力一般均大于喷吹系统能力,以保证稳定喷吹,所以每天制粉系统都有或长或短的停车时间,停车时系统参数和开车时会有较大变化,首先表现在系统氧含量会有所提高。由于停车时,烟气炉一般都要停止烧炉,打开放散进入保温状态,这时,外部冷风会由于其内部热风造成的负压进入系统,造成系统内氧含量升高。根据经验,如果没有特殊措施,半个小时后,系统氧含量可达18%左右。其次系统内煤粉停止流动,进入静止状态,布带箱、磨机、部分水平管内会残存一些煤粉,同时停车后系统本身还具备一定的温度。如果条件合适,系统内残存煤粉易发生氧化自燃。
煤粉氧化自燃可分为四个阶段
—缓慢氧化期。在此阶段,其温度不超过100℃。在缓慢氧化期,由于温度较低,化学反应速度慢,所以对煤粉喷吹来说是安全期。
—水分蒸发期。在此阶段,煤粉温度值随含水量不同而不同,但仍是煤粉喷吹的安全期。
—氧化加速期。在此阶段,煤粉的温度为120~140℃。
—剧烈氧化自燃期。进入此阶段,煤粉温度上升极快,有可能很快发生自燃,乃至爆炸。氧化加速期和剧烈氧化自燃期对煤粉喷吹至为危险,如进入这两个阶段,应马上采取措施。
根据以上情况,这时危险主要是高温环境下存留的煤粉。图1为某种烟煤在环境温度为50℃氧含量为21%的环境条件下储存时间与表面温度的关系。
影响煤粉氧化自燃的主要因素是煤粉的挥发含量。挥发份含量高,煤粉在升温氧化过程逸出的易燃挥发份越多,而挥发份与煤粉存贮空间空气的化学反应速度与挥发份浓度成正比,因而导致煤粉易于氧化自燃。
煤粉温度是促使其自燃的外在原因。煤粉温度越高,越有利于氧化反应的进行,如果贮煤仓的散热条件不好,并且煤仓内具备一定的氧的条件,就容易发生自燃或爆炸。
煤粉的存贮状态及气氛是决定煤粉是否能自燃的决定因素。相关的实验结果表明,无论是挥发分高的褐煤还是中等挥发分的烟煤,不管煤粉温度是否已达到着火点,如果氧浓度不达到某一值,自燃不会发生。
根据以上性质,为保证安全,如果煤粉挥发份高,存放时间长,这时应尽量利用放散风机引入热风炉废气控制系统氧含量,或降低存煤环境温度与时间,以保证系统安全。
有时由于检修等原因系统需长时间停车或需人员进入系统,这时系统内氧含量将不可避免地达到空气氧含量浓度。这时控制安全的主要措施是利用各种方法清除系统内积粉,消除安全隐患。清除煤粉的办法为停车前使系统空负荷运转一段时间,同时对布袋除尘器加强反吹,必要时人员进入系统内部检查,确保清除积粉。
喷吹系统短时间停车时可用充氮气的方法保证安全。如长时间停车,应把喷吹罐及管道内煤粉喷吹干净。
明火是导致爆炸的一个原因。明火有各种各样的来源:如原煤中的铁器物质进入磨机与衬板相碰撞产生火花;系统中某处积粉因氧化自燃而产生明火;检修后没有及时清除炙热的焊渣等等。针对以上火种来源,采取了以下措施:
(1)严格监控原煤质量,及时发现和清理原煤中的杂质,并在输送原煤的两条皮带机头上方安装了大功率除铁器,避免或尽量减少原煤中的铁器进入球磨机。并规定每次上煤前必须先清理除铁器上吸附的铁器物件。
(2)提高操作工操作水平,控制好球磨机的正常生产,摸索出在不同煤况和送温条件下,球磨机下煤量的变化规律,严防球磨机长时间空转。
(3)检修前后注意清理现场,防止电焊切割时点燃煤粉。
高温煤粉长期存放是煤粉氧化自燃的重要原因。当温度升高到一定程度,氧含量条件又合适,将不可避免发生煤粉自燃事故。虽然在系统设计时已注意到了这点,尽量避免煤粉有积存现象,但由于设备质量、生产节奏或其它一些原因,仍会有积粉氧化自燃的危险。所以在日常生产中要经常性的检查系统各处积粉情况,改造不适合生产实际的机械设备。
从安全方面看,喷煤系统检修,尤其煤粉区域设备检修与其他设备检修要求不同,其主要区别在于检修时要充分考虑煤粉的燃烧性爆炸性,根据煤粉燃烧性质,电焊或切割时产生的焊渣足以引燃堆积的煤粉,如果煤粉浓度与氧含量合适,电焊或切割的火花很可能引起煤粉爆炸。所以检修前对于煤粉区域要清扫干净或利用蒸汽或水把煤粉打湿。例如检修球磨机衬板,在检修前先使其负荷运转一段时间,尽量使其煤粉抽干净,停车后打开入孔,进行通风,保证内部氧含量及温度以利于人员检修,由于这时衬板的间隙内仍然存留很多煤粉,需用水把煤粉打湿,然后可以进行焊接和氧气切割。对于其他部位的抢修也一样,一定要把内部或周围的煤粉清除干净后进行切割、焊接,以确保安全。当然也可以利用其他方式,代替电焊切割,这样更有利于安全。
对于喷煤系统尤其对于烟煤喷吹系统,在煤粉区域,选设备时应要求不产生火花。同时要求运转可靠,对于收尘器还应考滤到系统及设备的防静电措施。与煤粉接触的设备要有防粉尘功能。如布袋与旋风下广泛采用的卸灰装置ycd~16型卸灰阀,这种阀门一般用摆线形减速机,这种减速机结构紧凑,减速比大,但对润滑系统要求特别高,而其工作区域条件又经常造成煤粉进入减速机影响其润滑。这时造成磨损加大,不能适应在煤粉区域长时间开车要求。同时该阀损坏后,如不及时发现容易造成非常严重的后果,好多煤粉着火事故都是由于损坏后没有及时发现,造成煤粉长时间堆积而引起煤粉自燃。由于其可靠性无法满足生产需要,于是把其改成了斜板式锁气器,这种锁气器的结构简单,运行可靠性高,运行过程中不需专门控制装置。其工作原理为当开车时其利用坠秤与系统负压自动关闭,当布袋内煤粉堆积到一定程度后,在煤粉重力作用下自动卸灰,这样不但满作了系统工艺要求。而且保证了系统的安全可靠性。
由于喷煤系统事故处理没有严格的理论,仅以某厂发生的二次事故为例分析一下。1996年7月白班,发现布袋箱温度升高,局部煤粉已达到200℃左右,经检查发现布袋箱下卸灰阀故障,没有及时发现,造成集灰斗内积粉长达20h以上,为了处理内部煤粉,一方面向布袋箱内充氮,同时打开布袋箱人孔,准备把布袋箱内煤粉倾倒外边处理,打开人孔后,发现煤粉温度特别高,但并没着火,但没过多长时间内部煤粉开始燃烧,同时清到布袋箱外的煤粉也着了起来,造成布袋箱内部分布袋烧毁,当时由于煤粉挥发分不是太高为无烟煤,没有造成更严重的后果。
另一次是1999年8月,当时发生事故的原因及过程基本一致,但根据上次事故处理经验处理方法有所不同,这一次考虑到布袋箱内温度并没有达到煤粉的着火点,煤粉可能仅仅为煤粉在高温环境下发生氧化引起温度升高,并没有着火。如果打开布袋箱人孔,很可能会造成象上次一样,空气进入布袋箱造成内部高温煤粉着火。所以这一次是利用充氮系统向布袋箱、粉仓、喷吹罐内充氮,把系统氧含量控制到最底点,同时用最快的速度把上述积粉通过粉仓、喷吹罐喷吹到高炉内,喷吹完后温度恢复正常。
分析以上两次事故,可以发现,煤粉着火点随环境温度、环境氧含量的变化而变化,根据图1所示,如果布袋箱温度高,氧含量高,即使系统没有达到常温下煤粉着火点。过一段时间后煤粉也会发生自燃。如果发现及时,在煤粉氧化升温阶段采取合理措施,如控制系统氧含量或降低煤粉温度,就可以预防事故的发生。
另外处理事故方法还有以下几种方法
(1)往布袋箱内粉仓内通蒸汽,这样一方面能驱赶系统内空气,另一方面还可以给高温煤粉降温,同时增加煤粉的水分,控制煤粉的燃烧,煤粉中水分与爆炸性质关系如图,但是处理后需重新烘干系统。
(2)利用消防系统,往系统内充水,这种方法简单,但应注意由于煤粉一般漂在水面上,所以处理彻底需水量较大。另外需把布袋箱内布袋都打湿,因为布袋上存有煤粉,且着火不易被发现。同时处理后布袋箱需烘干。
总之,煤粉发生氧化自燃后应尽量避免空气进入,以免产生剧烈的燃烧。这时可以控制系统内氧含量,并利用各种措施降温,并把煤粉尽快喷到高炉内,保证系统安全。
9.总结
针对同设备引起的事故,预防措施可采取以下几个方面
¾关键设备的可靠性要有保障,如布袋箱下卸灰阀。
¾加强布袋箱积灰设备点检防止因设备故障产生长时间积粉。
¾集灰斗、粉仓内测温元件应能与煤粉直接接触,这样能灵敏的反应煤粉温度。
¾系统内应有充氮或充蒸气、充水口,最好与安全监测系统联锁能及时发现处理事故。
¾加强对维修工作中切割焊接的管理,工作前后应清理现场。
篇2：煤柱切眼拆除挡风墙安全技术措施
二五煤柱(上)集中运输巷掘进结束后,为保证二五煤柱(上)切眼正常掘进,需拆除二五煤柱(上)切眼挡风墙。为保证施工期间安全,特制定如下安全技术措施:
一、技术要求:
1、二五煤柱(上)切眼挡风墙规格:风墙底厚为0.9m,顶厚0.8m,高为2.4m。
二、安全措施:
1、待通风区进行排放瓦斯后进行拆除。
2、拆除方法:原则上采用风镐进行拆除,若用风镐拆除较困难时,采用爆破方法松动,再用风镐进行拆除。
3、为避免对周围巷道及设施的破坏,施工期间采用打浅眼、放小炮措施进行爆破,即炮眼深度0.6m,每眼装药1/3卷,每个炮眼封泥必须封满填实,每次拉炮不超过4个炮眼。
4、拆除应遵循先上部后下部顺序,即打眼爆破时,先从风墙上部开始,严禁从下部开始拆除,防止施工期间上部残墙垮落危及施工人员的安全。
5、爆破前,要用旧皮带等材料将爆破地点前后10m范围内电缆、风水管路、风筒维护好,确保爆破期间不受损害。
6、爆破前,应首先对施工地点附近20米范围内的瓦斯进行检查,只有瓦斯浓度在0.8%以下时方准拉炮。
7、爆破前由班长负责安排人员到通往爆破地点的各个通道进行站岗警戒,躲炮距离:直巷150m以外的安全地点,拐弯巷道进入拐内不小于10m,但撤人总距离不小于125m。爆破前将二五煤柱(上)集中运输巷、二五煤柱(上)切眼所有人员撤到安全地点,并指派专人到通往爆破地点(二五煤柱(上)集中运输巷、二五煤柱(上)切眼),站岗警戒时必须按去两人回一人的规定执行,待所有站岗警戒位置人员都回来一人后,方可在爆破记录本上签字,并填写掘进工作面放炮检查确认表,所有工序都进行完后,班组长方准下达起爆命令,否则严禁爆破。
爆破站岗警戒示意图如图所示。
爆破站岗警戒示意图
8、爆破后至少等15min,待炮烟吹散且瓦斯浓度降到0.8%以下后先由爆破工、瓦斯检查工和班组长共同进入工作地点检查爆破情况、通风瓦斯情况、顶板变化情况,发现问题及时处理,否则不准作业。
9、严格执行“一炮三检”和“三人连锁”爆破制度。
10、爆破过后,要及时将渣清理干净,保持巷道的环境卫生。
11、拆除挡风墙后,将风筒移至工作面,形成通风系统。
12、避灾路线
当施工地点发生火灾、瓦斯事故时,工作人员应迅速佩戴好自救器,向有新鲜风流的巷道内撤离,避灾路线如下:
工作人员从二五煤柱(上)切眼→二五轨道下山上车场→东大巷→东四半斜井或副井升井。
当施工地点发生水灾事故时,原则上人员应向高处撤离,避灾路线如下:
工作人员从二五煤柱(上)切眼→二五轨道下山上车场→东大巷→东四半斜井或副井升井。
施工区队负责人:编制人:
审批意见:
篇3：煤柱采面单体液压支柱更换安全技术措施
一、概述
因煤柱工作面俯推15米后,受地质构造,夹矸增厚1.4米左右,在支护中比较困难,严重危机职工的安全,同时影响煤的质量,为此,经矿领导研究决定,更换1.6米单体液压支柱,不在顶板破把围岩抬在上面,确保安全,正常生产.
二、施工方法:
1.沿地板开切眼,从煤柱采面机头处沿煤壁重开切眼,宽2米,高1.5米,使用1.6米单体液压支柱支护,排距0.5米,必须双梁双柱,以防单体液压支柱卸压,每根单体支柱必须使用防倒链.
2.切眼掘进时留设1.5米煤柱,以防矸石滚落工作面伤人,每掘5米向工作面老塘测开2米宽小洞与原工作面贯通,保证通风顺畅.
3.顶板管理:严格按照煤柱采面作业规程施工.
(1).工作面支柱打成直线,其偏差不大于±100mm,(局部变化地点可加柱)
(2).使用支柱完好,不漏液/不自动卸载,无外观缺损,
(3).使用正悬臂支护,严禁倒悬臂,每排支柱的支点在交接梁的0.3米处,左右摆动不超过50mm.
(4).单体液压支柱初撑力￠100>90kn.
(5).煤壁顶板冒落高度不得大于200mm,超过必须用木垛/木板或椽杆接顶,并打紧背牢.
(6).挂梁时必须采用竹笆/木板/网片椽杆背顶,不漏顶.
三、安全技术措施
1.交接班进行安全检查的内容和有关规定:
(1)进班制:坚持召开班前会制度,值班队长必须根据上一班井下生产和安全情况布置好当班安全生产工作,向每个作业人员交待清楚安全注意事项。安全隐患的处理必须落实到个人,明确责任人。各作业人员必须明确当班的安全生产任务,服从安排;严禁酒后、情绪低落、未参加班前会的人员下井。
(2)交接班制:每班生产结束后,当班班长或安全员必须对整个工作面进行全面检查,当班发现的安全隐患当班必须处理好,确因特殊情况处理不完的,必须向矿调度汇报,经矿同意后方可留给下一班处理,并必须在现场向下一班带班干部交待清楚;交接班时,除带班人员及要害岗位人员现场交接班外,其他人员严禁在采掘现场交接班,严禁两班交叉作业。交班人员应向接班人员交待清楚当班安全、生产情况及下一班应注意的安全问题。井下跟班人员及班长或安全员必须向矿调度室、队值班人员汇报工作面状况、地质变化、瓦斯、机电设备运行、安全隐患处理情况等;值班人员应将有关情况记录在案备查。
(3)每班作业人员进入工作面前,必须先由带班队干、班排长和安检员对整个工作面进行安全检查评估并签字确认后,作业人员方可进入工作面生产。
2、爆破管理
工作面采用1~2段毫秒延期电雷管(最后一段的延期时间不得超过130ms)和3号煤矿安全炸药正向装填爆破,严禁反向爆破,做到少装药放小跑.
放炮地点:统一在轨道上山底部的视频监控下进行。放炮前当班班长必须派人站岗设警戒,并使用好活动栅栏。放炮员必须持证上岗,并严格按放炮说明书的规定进行装药与放炮,严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”及“汇报制”。装药放炮必须使用好黄泥和水炮泥,每次放炮前必须保持采面支护完好,ch4≦0.8%时方可装药放炮。放炮时必须设好警戒,警戒设置:运输上山一联巷口、回风上山二联巷的轨道上山一侧。放炮后必须等15分钟,待炮烟吹散、视线清晰后才准进入工作面检查和验炮,若遇拒、残炮,必须按《煤矿安全规程》第342条的规定进行处理。在拒爆未处理完毕以前,严禁在该地点从事与其无关的工作;放炮员必须严格执行火工品领退和管理制度以及电雷管编号制度的爆炸材料丢失处理办法进行操作。
1)风煤钻打眼措施:
(1)使用风煤钻时,先检查管路漏气、手把、钻头、螺丝松动现象,存在问题应及时检修,严禁带病作业。
(2)打眼前必须先用手稿定好眼位,打眼时必须掌握好角度。
(3)打眼前必须进行敲帮问顶及找顶工作。回采工作面的支架是否牢固可靠、有无伞檐,只有待隐患全部处理后方可打眼。
(4)打眼前必须检查工作面有无拒爆、残爆,如有必须先处理后打眼。
(5)打眼时不准戴手套、袖口扎好、轴推力不宜过猛,用力均匀。
(6)工作面打眼时,严禁将眼口对准单体柱和溜槽。
(7)采面打眼时,如瓦斯涌出异常、有透水和煤与瓦斯突出预兆时,必须停止打眼工作,但不能抽出钎子,及时向矿调度汇报。
(8)风煤钻使用完毕后必须把风管固定至安全地点,以防误入刮板机拉断崩人。
2)放炮安全措施
(1)放炮人员必须经过专门的安全技术培训,取得资格证。
(2)放炮人员必须认真学习《煤矿安全规程》和《作业规程》,熟练掌握爆破材料性能和各种有关规定,严格按照爆破说明书进行作业。
(3)必须严格执行火药领退制度,当班未用完的,必须退库,严禁乱丢乱放,炸药、雷管领退必须严格执行“三对号”制度。
(4)炸药、雷管必须分装分运,分别在两个木箱内,并上锁。
(5)装配起爆药卷及火药存放地点必须是顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的安全地点。
(6)装配起爆药卷必须先用竹木签扎眼,雷管从药卷的顶部装入,严禁用雷管代替木、竹棍扎眼,雷管必须全部插入药卷内。严禁将雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
(7)雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将雷管脚线扭结短路。
(8)必须实行正向装药,严禁反向装药;炮眼深度小于0.6m严禁装药放炮。
(9)装药后,必须把雷管脚线悬空,严禁将雷管脚线同导电体、放炮母线、运输设备、电气设备相接触。
(10)放炮母线必须杜绝明接头,接头处必须错开150mm以上。
(11)当班瞎炮必须由当班放炮员处理,如交接班后仍处理不完,接班放炮员可以协助共同处理,直至处理完毕。
3、贯通安全技术措施
1)距贯通点20米时即进入贯通过程,贯通前必须对贯通点前后10米范围内的支护进行检查,对单体支柱进行二次注液.
2)贯通前在贯通点支设四梁八柱,防止贯通后透点冒顶.
3)距贯通20米前每次放炮必须对贯通点前后的支护进行检查,发现失效的支柱必须进行更换或加强支护后方可放炮
4)贯通放炮前必须在距放炮点200米外站岗警戒,且通往放炮点的各条通道必须安设专人检查,确认所有作业人员撤至安全地点后方可放炮.
5)及时检查工作面瓦斯情况,严禁瓦斯超限作业.
4、回撤安全措施
1)补切眼贯通后,对采面所有支柱进行二次注液,确保所有支柱初撑力达到要求。
2)对补切眼与上部的各回风联络口,在补切眼位置补打支柱,防止上面顶板冒落后滚入补切眼。
3)回撤原采面支柱时,先将待回支柱附近的支柱检查,确保支撑有效,然后采用远距离回撤的方式进行回撤。
4)回撤支柱时遵循由远而近,由里向外的原则。
5)回撤支柱时必须严格按照两人一组,一人回撤一人观察的方法进行回撤,发现顶板或其他险情,观察人员必须立即发出警告,回撤人员听到警告后立即后撤至安全点。
6)回撤前要将待回支柱附近的退路清理干净,确保退路畅通。
7)回撤出的支柱,及时支设在新开切眼,确保新开切眼密集支柱、戗柱、两端关门支柱齐全有效。
其他未尽事宜严格按照;施工.
篇4：工作面机巷沿空掘巷小煤柱防火安全技术措施
为强化1024机巷沿空掘巷期间防火管理,按照《袁店一井煤矿防治煤层自然发火管理模式》要求,特编制该防火安全技术措施。
一、工作面概况
1、1024工作面概况:
1024工作面为102采区1025工作面的接替面,东为-470m水平大巷保护煤柱,南为df14断层保护煤柱,西靠近f4断层保护煤柱与106采区相邻,北邻1023工作面(已回采)。煤层赋存较稳定,煤层厚度4.0-4.6m,平均4.5m。煤岩层倾角较缓3~10°,总体倾角7°左右。煤层结构简单。工作面走向长1090m(煤巷),里段倾斜宽88m,外段倾斜宽195m,工作面下限标高-470m,上限标高-332m。1024机巷为沿空掘巷,沿1023机巷布置,留设的净煤柱4m。10煤层属ⅱ类自燃煤层,最短自然发火期为77d,采空区自燃“三带”范围为:散热带:0-18.8m,自燃带:18.8-71.1m,窒息带:>71.1m。
2、1023收作面概况
1023工作面煤层厚度4.0~5.4m,平均4.5m。煤层倾角平均6°。工作面煤层赋存稳定。走向长为1176m,倾斜长170m。1023收作面风巷于2013年8月17日封闭,机巷于2013年9月24日封闭;1023改造风巷于2014年5月5日封闭,1023改造机巷于2014年5月21日封闭。1023收作面采空区有少量遗煤。
二、防治自然发火措施
1、稳定通风系统措施
1)在施工过程中巷道内尽量减少堆积物,降低巷道内通风阻力,减少内部漏风。
2)要保证1024机巷通风系统稳定,严禁随意调节通风系统。
3)1023风巷封闭墙及墙前5米巷道重新喷浆、注浆,保证墙体及墙前巷道严密,防止1023采空区漏风。
4)利用1023风巷车场风门及回风侧挡风墙对1023采空区进行均压;每天利用水柱计对1023机巷、1023风巷墙内外压差进行检查,要严格控制墙内外压差,压差超过50pa应立即采取措施调节风压。
2、控制漏风措施
1)巷道施工时要严格按措施要求掌握好中线,防止综掘机破坏沿空煤柱,同时要及时支护确保顶板完整。
2)施工过程中要及时根据1023机巷地质资料准确分析1024机巷地质信息,及时掌握煤层变化情况,防止遇断层等导致片帮掉顶。
3)如巷道顶板较为破碎,施工前采取打撞楔等顶板超前管理措施,防止漏冒现象发生。
4)沿空侧巷帮必须打设木点柱,沿空侧顶、帮必须采取喷浆及注浆封堵处理,喷浆厚度不小于100mm,保证封堵严密,喷浆紧跟迎头,注浆滞后迎头不大于30米。
5)对过断层处、冒高区为煤顶的实行“班记录、日报告、周分析”管理。施工单位要在现场冒高区域做好标记,及时记录冒高台帐;技术员做好冒高隐蔽工程报告工作,详细记录冒高地点、位置等相关技术参数,绘制现状描述图,及时报送通风区、技术科等相关单位备案,并采取注凝胶进行处理。通风区要加强对冒高区的预测预报工作。
3、注胶等预防措施
1)根据防火观测点取样分析情况,采取对1023采空区注凝胶进行预防。在煤柱上打孔下直径为1.5吋、长度为4.5米注胶管,管口安装闸阀,管子与孔之间用黄泥与封孔剂封堵,要求封堵严实不漏风。
2)根据现场情况采用凝胶时间15分钟、10分钟、5分钟三种方式进行注胶。
3)1023机巷封闭墙前原注氮管路整理敷设好作为备用,一旦1023采空区有发火预兆可利用该管路对1023采空区注氮气、液态co2。
4、预测预报
1)每天由测气员进行一次防火检查,及时记录防火台帐,每天进行一次气体取样,色谱仪化验,并及时进行分析与趋势预报,必要时加密取样化验频率。
2)采空区侧每隔50米布置一个防火观测孔,管径4分并在管口加装闸阀,撞管长度为4.5m,挂牌、编号管理,特殊情况适当增加观测孔数量。
3)在工作面t2位置(全风压混合处以里10~15m)安装co传感器,进行实时监测。
5、其他
1)加强现场检查,每班由瓦检员随身携带便携式co报警仪和温度计,随时对1023采空区及1024机巷回风流进行检查。当发现co气体超标、co浓度上升速度较快,温度有升高趋势或其它自然发火征兆以及瓦斯涌出异常时,必须停止一切工作,撤出人员,及时向通风区、安全生产信息中心汇报,以采取措施进行处理。
2)加强1024机巷局部通风管理,确保工作面有足够风量。施工单位人员要爱护通风设施,严禁任何人员破坏通风设施,通风区加强通风设施检查。
3)加强监测监控管理,通风区负责对1024机巷甲烷传感器、co传感器定期调校,确保探头灵敏、可靠,并保证做到连续实时检测回风流中的ch4、co浓度。
4)加快掘进贯通,尽快形成全负压通风,贯通后要及时预筑防火门墙,并有充足的备用封闭材料。
5)1024工作面防治煤层自然发火措施另行编制上报。
篇5：煤柱防尘安全技术措施
一、施工地区概况
1.施工地区基本情况
1204煤柱切眼及下顺槽位于十矿井下12采区中部,从1204上顺槽测点g506向里20.5m处为开口中心,按照94°06′方位角沿煤层底板施工35.13m,然后坡度按17°50′穿过断层19.5m见煤层底板,再沿煤层底板掘进46.4m,到位后,按方位角176°29′沿煤层底板掘进下顺槽73.3m(平距),到位后变坡度-9°施工26.2m(平距),到位后变坡度1°37′施工29.07m(平距)与02运输斜巷贯通。1204煤柱切眼采用2.6×2.6m工字钢对棚支护,棚距为700mm,1204煤柱下顺槽采用4m×3.0mu29棚支护,棚距为600mm,背木、金属网护帮顶。
2.通风系统
1204煤柱切眼及下顺槽掘进期间采用一组2×15kw对旋式局扇供风,局扇安装在1202运输斜巷下段。配用直径φ600mm的抗静电阻燃风筒,风机能够实现风电、瓦斯电闭锁。
通风路线为:1202运输斜巷→1204上顺槽→1204煤柱切眼→1204上顺槽→12采区回风上山→-80提煤上山→-80回风巷→-50改造回风巷→-50总回风巷→西风井井底→地面。
二、综合防尘措施
1.该掘进工作面开口施工前,必须将洒水灭尘管路敷设到位,掘进工作面洒水灭尘管路采用2寸钢管连接,从1202运输斜巷清水管路上引入,延接到距掘进工作面迎头不大于20m处,再与1寸软胶管连接,胶管长度不得小于20m。工作面清水管路按规定要求每50m设置一个三通阀门,刮板运输机及胶带运输机机头设三通安全阀门,并备有长度不得小于20m胶管。
2.清水管路上必须安装水压表,并且确保水压不低于0.4mpa,水管出水量达到0.6m3/min以上,管路无漏水现象。
3.净化水幕和转载点喷雾安设齐全,雾化良好,并保证正常使用。净化水幕安设两道,第一道水幕距掘进工作面迎头距离不超过50米,并在水幕处设置门式捕尘网;第二道距回风口不超过30米,并保证正常使用。净化水幕能够覆盖全断面。
4.由通风区负责在工作面上顺槽按《煤矿安全规程》规定配齐、挂好隔爆水槽,且水量充满水槽。每个水槽容量为40l,每排4个,排距1.2m至3m,横向吊挂,一排中两个水槽之间的间隙不得大于0.2m,保证每平方米巷道断面200l水量。水槽距巷道底板的距离不少于1.8m,距顶板不小于0.15m。隔爆水槽应连续悬挂,并有说明牌板。隔爆水槽安设在1204上顺槽,吊挂要符合《煤矿安全规程》要求。
5.施工单位负责隔爆水槽的日常管理和维护,每周至少检查一次隔爆水槽的水袋数量、吊挂、水量情况,及时补水、更换破损水槽。
6.掘进工作面必须采用湿式打眼,按要求使用水炮泥,坚持放炮喷雾、冲刷巷帮等措施。
7.放炮前后要分别冲洗一次煤壁、顶板、并浇湿底板和落煤。在施工过程中,边装煤边洒水。
8.距工作面30m以内的巷道,要求施工单位每班冲洗煤尘,并清除堆积浮煤。30m以外的巷道冲洗煤尘周期定为每天不少于一次。
9.通风区负责按规定进行粉尘测定工作,对井下每个测点的粉尘浓度每月测定两次,煤尘分散度每季测定一次。粉尘中的二氧化硅含量每半年测定一次,并按规定向各级领导提供测尘结果报告。
三、避灾路线
当1204煤柱切眼或下顺槽发生煤尘爆炸事故时,工作地点所有人员应及时佩戴隔离式自救器沿以下路线撤离:
施工地点--1204上顺槽--1202运输斜巷--1202皮带运输巷--北翼轨道上山---575北大巷--副井底--地面。
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