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山东能源肥矿集团 肥矿集团通风防尘处 王开德 2 如何当好一名通防技术员 第一章第一章 作好技术员的责任心和吃苦精神作好技术员的责任心和吃苦精神 所谓的责任心也就是对待工作的态度,必须有较强的事业心和责任感。对 待工作要做到干一行爱一行,也就是说你必须要热爱这份工作,要有一颗扎根 矿山,愿意为一通三防事业奉献一辈子的决心和信心,要增强作好一名通防技 术员的责任感和使命感。如果你不热爱这项工作,不喜欢这项工作,那你就不 可能做好。其实不管在那个岗位,做什么工作,都必须要热爱自己的工作,这 也是起码的职业道德。有一颗较强的责任心,同时还要善于学习,勤于动脑, 你必须要掌握大量的专业知识,积累大量的技术经验,才能很好的去从事这项 工作。因为一通三防专业是一项技术专业性很强、业务繁杂的工作,通风、瓦 斯、煤尘、火灾、安全监控等这些系统的建立与管理都需要你掌握大量专业技 术知识,所以就必须勤于学习,善于学习。再就是要学会勤动脑、勤思考、勤 动手,因为任何一项工作你必须要亲自去干,只要这样你才能了解和掌握每项 工作流程,和一些关键的技术难点,也只有在亲自实践的过程中,你才能会遇 到问题,去用脑子思考解决这些问题的办法和措施,这样在不断实践的过程中, 你的知识和经验就会不断积累、增加。说到责任心,其实就是用心,用心学习, 用心观察、用心思考、用心总结。我们有些技术员干的时间也不短了,可业务 水平就是提不上来,甚至连一些起码有基础知道都掌握不了,这就说明一个问 题,平时你不用心。也并不是说让你把所有的规定都要背下来,要你把煤矿安 全规程都记下来,但至少你要知道有没有这样的规定,规定的出处在哪里,那 样我们写的一些技术文件就不会有错误,或者会出现一些与上级规定不符合的 现象。 再就是吃苦精神。大家都知道在我们煤矿流传这样一句俗话:干什么都不 要干煤矿,干煤矿千万不要干井下。这也说明了我们煤矿井下工作的辛苦和不 容易,可既然我们已经选择的这个行业,从事了这项工作,那也就只有一个办 法,干就一定要干好。我们技术员相对来说工作更辛苦,要参加区队值班,要 3 跑下井跑现场,还要编写大量的规程措施,还要管理上百种的技术资料,这些 都需要我们付出艰辛的劳动。不计时间 ,不计报酬,甚至是不分白天和黑夜, 没有双休,没有节假日,这都需要我们有吃苦精神的奉献精神,但作为一名工 程技术人员,这些都是我们要具备的,没有这样的吃苦和奉献精神是不可能做 好技术工作的。 第二章第二章 通防技术员的职责有哪些通防技术员的职责有哪些 1.严格落实国家有关煤矿安全生产的法律、法规、规程、标准、规范和上 级有关安全生产工作的指示、指令、规程、要求,参与通防专业安全技术管理 工作。 2.参与通防专业年度、季度、月度计划的编制,编制通防安全技术措施, 并认真组织实施。 3.参与通防专业安全隐患排查和处理,针对各类安全隐患制定相应的防控 措施。 4.参与编制各采区设计、各采煤工作面一通三防设计及各项通防措施、安 全技措资金计划、安全技术管理规定等制度,并对制度落实情况进行监督。 5.负责一通三防技术资料的管理,对通防资料进行电子化、档案化管理, 确保专业安全技术资料的完整性、严密性。 6.对井下通风系统调整、防治瓦斯、综合防尘、防灭火等工做进行技术指 导和检查考核,制定相应的安全技术措施,确保各系统正常运行。 7.根据公司下达的本专业经营指标,参与通防专业任务分解、落实工作。 8.参与制定本专业各类安全技术措施,从技术层面上协助节支降耗工作, 参与通防专业成本计划的管理和考核工作。 9.做好专业成本管控,对各类材料浪费进行管理考核,降低通防专业成本。 10.参与制定通防专业全面质量标准化的实施标准、意见、实施方案和考核 办法,参与标准化工作质量验收,确保质量标准化标准的施工质量。 4 11.参与专业小改小革活动,参与新技术、新设备、新材料、新工艺的使用 和推广,不断提高专业技术装备水平。 12.积极开展专业技术攻关、技术革新、合理化建议和技术交流等活动。 13.完成领导交办的临时任务和阶段性工作。 13.协助做好迎接集团公司、上级各部门检查时的技术资料准备工作。 14.积极参与职工业务培训,促进职工队伍成长,为企业长远发展储备通防 专业技术人才。 15.定期组织进行矿井风量测定和粉尘浓度测定。 16.组织并参加每年一次的矿井反风演习和主通风机外部漏风 。17.参与矿 井通风阻力测定和主通风机性能鉴定。 18.参与安全监控管理,紧急避险系统建设。 19.定期组织对矿井防灭火情况进行检查,利用束管系统积极开展预测预报。 第三章第三章 健全完善矿井通风系统,保证通风系统合理、稳定、可靠。健全完善矿井通风系统,保证通风系统合理、稳定、可靠。 加强矿井通风系统管理,建立合理、稳定、可靠的通风系统是我们技术员 的一项首要的职责,也是矿井一通三防管理的基础,更是有效预防瓦斯、煤尘、 火灾事故的关键。下面给大家讲一讲矿井通风系统的基础知识,因为现在我们 有好多工程技术人员对矿井通风系统、通风方式、主通风的一些附属装置都还 不太了解。 什么是矿井通风:什么是矿井通风:矿井通风是保障矿井安全的重要的技术手段之一。在矿 井生产过程中,必须源源不断地将地面空气输送到井下各个作业地点,以供给 人员呼吸,并稀释和排出井下各种有毒、有害气体和矿尘以创造良好的矿内工 作环境,保障井下人员的身体健康和劳动安全。这种利用机械或自然通风为动 力,使地面空气进入井下,并在井巷中定向和定量地流动,最后将污浊空气排 出矿井的全过程就称为矿井通风。 什么是矿井通风系统:什么是矿井通风系统:矿井通风网络、通风动力和通风构筑物(控制设施) 5 的总称。 矿井通风的动力有哪些:矿井通风的动力有哪些:矿井通风动力主要有自然通风和机械通风两种。 在这里重点讲一下自然风压对矿井通风的影响,那么,什么是自然风压呢, 自然风压又是怎样形成的? 自然风压及其特点自然风压及其特点 (一) 自然风压及其形成过程 1. 自然风压与自然通风 如图 1-1 为一个简化的矿井通风系统, 2-3 为水平巷道,0-5 为通过系统最高点的水平线。如果把地表大气视为 断面无限大、风阻为零的假想风路,则通风系统可视为一个闭合的回路。在冬 季,由于空气柱 0-1-2 比 5-4-3 的平均温度较低,平均空气密度较大,导 致两空气柱作用在 2-3 水平面上的重力不等。其重力之差就是该系统的自然风 压。它使空气源源不断地从井口 1 流入,从井口 5 流出。在夏季时,若空气柱 5-4-3 比 0-1-2 温度低,平均密度大,则系统产生的自然风压方向与冬季 相反。地面空气从井口 5 流入,从井口 1 流出。这种由自然因素作用而形成的 6 通风叫自然通风。 2. 自然风压的计算 由上述例子可见,在一个有高差的闭合回路中,只要两侧有高差巷道中空 气的温度或密度不等,则该回路就会产生自然风压。根据自然风压定义,图 1-1 所示系统的自然风压 HN 可用下列计算: HN =Zg(m1-m2) (Pa) (11) 式中 Z-矿井最高点至最低点水平间距离,m; g-重力加速度,m/s2 ; m1,m2-分别表示 0-1-2 和 5-4-3 井巷中空气密度的平 均值,kg/m3。 (二)自然风压的影响因素及变化规律 有式(11)可知,自然风压的影响因素可用下式表示: HN =f(Z)=f(T,P,R,)Z (12) 影响自然风压的决定性因素是两侧空气柱的密度差,而空气密度又由温度 T、大气压 P 和相对湿度 等因素影响。 (1)矿井某一回路中两侧空气柱的 温差是影响 HN 的主要因素。影响气温 差的主要因素是地面入风气温和风流与围 岩的热交换。其影响程度随矿井的开拓方 式、采深、地形和地理位置的不同而有所 不同。大陆性气候的山区浅井,自然风压大小和方向受地面气温影响较为明显, 一年四季,甚至昼夜之间都有明显变化。由于风流与围岩的热交换作用使机械 通风的回风井中一年四季气温变化不大,而地面进风井中气温随季节变化,两 者综合作用的结果,导致一年中自然风压发生周期性的变化。图 1-2 中的曲线 1 表示某机械通风浅井自然风压变化规律。对于深井,其自然风压受围岩热交 换影响比浅井显著,受四季的变化影响较小,有的可能不会出现负的自然风压, 如图 1-2 曲线 2 所示,710 月就出现了负的自然风压。 7 (2)空气成分和湿度影响空气的密度,因而对自然风压也有一定影响,但 影响较小。 (3)井深对自然风压有较大影响,当两侧空气柱温差一定时,自然风压与井深对自然风压有较大影响,当两侧空气柱温差一定时,自然风压与 矿井或回路最高与最低(水平)间的高差矿井或回路最高与最低(水平)间的高差 Z 成正比。成正比。 (4)主要通风机工作对自然风压的大小和方向也有一定影响。 (三)自然风压的控制和利用 自然风压既是矿井通风的动力,也最可能是事故的肇因。因此,研究自然自然风压既是矿井通风的动力,也最可能是事故的肇因。因此,研究自然 风压的控制和利用具有重要意义。风压的控制和利用具有重要意义。 (1)新设计矿井在选择开拓方案、拟定通风系统时,应充分考虑地形和当 地气候特点,使在全年大部分时间内自然风压作用的方向与机械通风风压的方 向一致,以便利用自然风压。例如在山区要尽量增大进、回风井井口的高差等。 (2)根据自然风压的变化规律,应适时调整主要通风机的工况点,使其既 能满足矿井通风需要,又可节约电能。例如在冬季自然风压帮助机械通风时, 可采用减小叶片角度或转速方法降低机械风压。 (3)利用自然风压做好非常时期通风。主要通风机因故停机时,矿井需利 用自然风压进行通风,矿井在制定事故预防和处理计划时对此应予以考虑。 (4)自然风压的影响在肥矿集团鲁西南几个矿井比较明显,主要原因就是 因为井筒比较深,进回风井温差大造成自然风压大。像梁宝寺矿的主井夏季时 是进风的,到了冬季就成了回风井。这就要求我们在日常通风管理中要高度重 视自然风压的影响,要掌握自然风压的变化规律,防止因自然风压作用造成某 些巷道无风或风流反向而发生事故。 下面我们再了解一下矿井通风系统的构成及分类下面我们再了解一下矿井通风系统的构成及分类也就是矿井通风方式。现 在我们有好多的工程技术人员对矿井通风方式不了解,有的把矿井通风方式定 义为机械抽出式通风方式,这些定义都是不恰当的。上面我们已经讲到矿井通 风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的通风网络、通风动 力和通风控制设施的总称,那什么是矿井通风方式? 8 矿井通风系统(方式)的分类 按进、回风井在井田内的位置不同,矿井通风系统可分为以下类型: (1)中央式:进、回风井大致位于井田走向中央,并可进一步细分为中央 并列式和中央边界式(中央分列式) 。 中央并列式:无论沿井田走向或倾斜方向,进、回井均并列于井田中央, 进、回井并列布置在同一个工业内。 中央边界式(中央分列式):进风井在井田中央,回风井在井田上部边界的 中间。 (2)对角式:可进一步划分为两翼对角式和分区对角式。 两翼对角式:进风井大致位于井田走向的中央,两个回风井位于井田边界 的两翼(沿倾斜方向的浅部) ,称为两翼对角式,如果只有一个回风井,且进、 回风井分别位于井田的两翼,则称为单翼对角式。 分区对角式:进风井位于井田走向的中央,在各采区开掘回风井,无总回 风巷。 (3)区域式:在井田的每一个生产区域开凿进、回风井,分别构成独立的 通风系统。 (4)混合式:由上述诸种方式混合组成。例如,中央分列式与两翼对角混 合式,中央并列与两翼对角混合式等。 主要通风机及其附属装置:主要通风机及其附属装置:我们现在矿井通风用的主要通风机有两种,离 心式和轴流式,我们肥城矿区在用的主要通风机大多数是轴流式通风机。矿山 使用的通风机,除了主风机之外尚有一些附属装置。主风机和附属装置总称为 通风机装置。附属装置的设计和施工质量,对通风机工作风阻、外部漏风以及 工作效率均有显著影响,因此对于附属装置的设计和施工质量应予以充分重视。 (二)风硐 风硐是连接风机和井筒的一段巷道。由于该巷道通风量大、且内外压差较 大,应尽量降低其风阻,并减少漏风。 9 (三)扩散器(扩散塔) 无论是抽出式还是压入式通风,无论采用离心式通风机还是轴流式通风机, 在风机的出口都外接一定长度、断面逐渐扩大的构筑物-扩散器。其作用是降 低出口速压以提高风机静压。小型离心式通风机的扩散器由金属板焊接而成, 大型的离心式通风机和大中型的轴流式通风机的外接扩散器,一般用砖和混凝 土砌筑。 (四)防爆门(防爆井盖) 在装有主要通风机的出风口,必须安装防爆设施,在斜井井口设防爆门, 在立井井口设防爆井盖。其作用是:当井下一旦发生瓦斯或煤尘爆炸时,受高 压气浪的冲击作用,防爆设施自动打开,以保护主通风机免受损失;在正常情 况下防爆设施是气密的,以防止风流短路。 (五)反风装置 反风装置时用来使井下风流反响的一种设施,以防止进风系统发生火灾时 产生的有害气体进入作业区;有时为了适应救护工作也需要进行反风。 反风方法因风机的类型和结构不同而异。目前的反风方法主要有:设专用 反风道反风;利用备用风机作反风道反风;风机反转反风和调节动叶安装角反 风。我们使用的主要有两种利用反风道反风和风机反转反风。 对于通风机工作的安全规定对于通风机工作的安全规定 (一)主要通风机 在矿井通风中,主要通风机是安装在地面,向全矿井、一翼或 1 个分区供 风的通风机。 煤矿安全规程第一百二十一条指出,矿井必须采用机械通风。 主要通风机的安装和使用应符合下列要求: (1)主要通风机必须安装在地面;装有通风机的井口必须封闭严密,其外 部漏风率在无提升设备时不得超过 5%,有提升设备时不得超过 15% (2)必须保证主要通风机连续运转。 (3)必须安装 2 套同等能力的主要通风机装置,其中 1 套作备用,备用通 风机必须能在 10min 内开动。在建井期间可安装 1 套风机和 1 部备用电动机。 10 生产矿井现有的 2 套不同能力的主要通风机,在满足生产要求时,可继续使用。 (4)严禁采用局部通风机或风机群为主要通风机使用。 (5)装有主要通风机的出风井口应安装防爆门,防爆门每 6 个月检查维修 1 次。 (6)至少每月检查 1 次主要通风机。改变通风机转数或叶片角度时,必须 经矿技术负责人批准。 (7)新安装的主要通风机投入使用前,必须进行 1 次通风机性能测定和试 运转工作,以后每 5 年至少进行 1 次性能测定。 煤矿安全规程第一百二十二条规定: 生产矿井主要通风机必须安装有反风设施,并能在 10min 内改变巷道中的 风流方向;当风流方向改变后,主要通风机的供给风量不应小于正常供风量的 40%。 每季度应至少检查 1 次反风设施,每年应进行 1 次反风演习;矿井通风系 统有较大变化时,应进行 1 次反风演习。 煤矿安全规程第一百二十三条规定: 严禁主要通风机房兼作他用。主要通风机房内必须安装水柱计、电流表、 电压表、轴承温度计等仪表,还必须有直通矿调度室的电话,并有反风操作系 统图、司机岗位责任制和操作规程。主要通风机的运转应由专职司机负责,司 机应每小时将通风机运转情况记入运转记录薄内;发现异常,立即报告。 煤矿安全规程第一百二十四条规定: 因检修、停电或其他原因停止主要通风机运转时,必须制定停风措施。主 要通风机停止运转时,受停风影响的地点,必须立即停止工作、切断电源,工 作人员先撤到进风巷道中,由值班矿长迅速决定全矿井是否停止生产、工作人 员是否全部撤出。变电所或电厂在停电以前,必须将预计停电时间通知矿调度 室。主要通风机停止运转期间,对由 1 台主要通风机担负全矿通风的矿井,必 须打开井口防爆门和有关风门,利用自然风压通风;对由多台主要通风机联合 11 通风的矿井,必须正确控制风流,防止风流紊乱。 (二)辅助通风机 辅助通风机是指某分区通风阻力过大、主要通风机不能供给足够的风量时, 为了增加风量而在该分区使用的通风机。煤矿使用辅助通风机较少,在需要设 置辅助通风机时也应谨慎从事。 煤矿安全规程第一百二十五条规定: (1)矿井通风系统中,如果某一分区风路的风阻过大,主要通风机不能供 给其足够风量时,可在井下安设辅助通风机,但必须供给辅助通风机房新鲜风 流;在辅助通风机停止运转期间,必须打开绕道风门。 (2)严禁在煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井中安设辅助通风机。 矿井通风阻力:矿井通风阻力:井巷通风阻力一般指两种:摩擦阻力和局部阻力 摩擦阻力:风流在井巷流动时,由于流体层间的摩擦和流体与井巷面之间 的摩擦所形成的阻力。 局部阻力:指由于井巷断面、方向变化以及分岔或汇合等原因,使均匀流 动在局部地区受到影响而破坏,从而引起风流速度场分布变化,并可能产生涡 流,造成风流的能量损失的阻力。 降低矿井通风阻力措施:降低矿井通风阻力措施: (一)降低井巷摩擦阻力措施 1、减小摩擦阻力系数。 2、保证有足够大的井巷断面。 3、选用周长较小的井巷。在井巷断面相同的条件下,圆形断面的周长最小, 拱形断面次之,矩形、梯形断面的周长较大。 4、减少巷道长度。 5、避免巷道内风量过于集中。 (二)降低局部阻力措施 尽量避免井巷断面的突然扩大或突然缩小,断面大小悬殊的井巷,其连接 处断面应逐渐变化。尽可能避免井巷直角拐弯,主要巷道内不得随意停放车辆、 12 堆积木料等。要加强矿井回风道的维护和管理,对冒顶、片帮和积水处要及时 处理。 到目前为此我们对矿井通风系统已经有了一个大体的了解,知道了矿井通 风系统由那些部分组成。那么又怎样对矿井风量进行调节呢?对矿井通风系统 设置一些必要的通风设施,使矿井风量按规定的路线流动,各作业地点的风速、 风量满足要求,这就是矿井风量调节,也是进行矿井通风系统管理的一项主要 任务。 矿井风量调节技术:矿井风量调节技术: 在矿井通风网络中,风量的自然分配往往不能满足作业地点的风量需求, 因而需要对风量进行调节。随着生产的发展和工作面的推进与更替,通风网络 结构、巷道风阻以及所需的风量分配均在不断变化,相应地要求及时进行风量 调节。风量调节是矿井通风技术管理中的一项经常性工作,它对矿井安全和通 风能耗都有重大的影响。 矿井风量调节的措施多种多样。从调节设施来看,有通风机、射流器、风 窗、风门和增加并联井巷或扩大通风断面等。按其调节的范围,可分为局部风 量调节与矿井总风量调节。从通风能量的角度看,可分为增能调节、耗能调节 和节能调节。 (一)局部风量调节 局部风量调节是指在采区内部各工作面间,采区之间或生产水平之间的风 量调节。调节方法有增阻法、减阻法及辅助通风机调节法。 1.增阻调节法 增阻调节法是通过在巷道中安设调节风窗等设施,增大巷道中的局部阻力, 从而降低与该巷道处于同一通路中的风道的风量,或增大与其关联的通路上的 风量。 增阻调节是一种耗能调节法。主要调节措施包括:设调节风窗;设临时风 帘调节装置等。使用最多的是调节风窗。增阻法简便易行,是矿井局部风量调 节最常用的一种方法。 13 2.减阻调节法 减阻调节法是通过在巷道中采取降阻措施,降低巷道的通风阻力,从而增 大与该巷道处于同一通路中的风道的风量,或减少与其关联的通路上的风量。 主要措施包括:扩大巷道断面;降低摩擦阻力系数;清除巷道中的障碍物; 采用并联风路;缩短风流路线的总长度等。 3.增能调节法 增能调节法主要是采用辅助通风机等增加通风能量的方法,增加局部地点 的风量。 增能调节的措施主要有:辅助通风机调节法;利用自然风压调节法。 (二)矿井总风量的调节 当矿井(或一翼)总风量不足或过剩时,需调节总风量,也就是调整主通 风机的工况点。采区的措施是:改变主通风机的工作特性,或改变矿井风网的 总风阻。 1.改变主通风机工作特性 改变主通风机的叶轮转速、轴流式风机叶片安装角度和离心式风机前导器 叶片角度等,可以改变通风机的风压特性,从而达到调节风机所在系统总风量 的目的。 2.改变矿井总风阻值的方法 风硐闸门调节法:如果在风机风硐内安设调节闸门,通过改变闸门的开口 大小可以改变风机的总工作风阻,从而可调节风机的工作风量。该方法用于增 阻将显著增加无为能耗,只应作为短期的变通措施使用。 降低矿井总风阻:当矿井总风量不足时,降低矿井总风阻不仅可增大矿井 总风量,而且可以降低矿井总阻力。 日常工作中怎样才能保证矿井通风系统合理、稳定、可靠。日常工作中怎样才能保证矿井通风系统合理、稳定、可靠。首先必须要熟 悉通风系统,通风系统不能只停留在图纸上,要在脑子里建立一个立体的通风 系统,矿井总风量是多少,负压是多少,矿井有几个采区,几个采掘头面,那 个采区多少风,那个工作面多少风,那条巷道有多少风,风速是多少,那个地 14 点设置了风量调节设施,这些必须要脑子里记的非常清楚,作为一名技术员这 些数据必须牢牢的熟记在心里,应该做到张口就来,不要再去查什么图纸和报 表。只有这样你在进行系统调整和优化的时候,才能做到心是中有数,才能知 道怎样调整和优化,做出的图纸和报表才不会有错误。 其次就是要做好超前性的工作,管理和调整通风系统,必须要制定超前性 措施,做好超前控制,比如从采区设计,巷道布置就要提前为总工程师提出建 议和计划。再就是当巷道已经打出来了,如何进行系统调整,这就要根据巷道 贯通通知书的要求,提前选择通风设施的建筑位置,并要提前建筑好通风设施, 千万不要等到巷道已经贯通了再去建设施,巷道贯通后要亲自到现场进行系统 调整,对风量进行调节和分配,并要及时对这些资料进行整理和保存。 再就是要对矿井通风系统进行经常的检查,及时发现问题,及时进行处理, 作为一名通防技术员下井不能走回头路,要从进风巷进去,从回风巷出来,要 经常不断的对整个矿井通风系统进行检查。同时更要注意检查那些平时很少有 人去的微风巷道,注意检查这些巷道的风速、风量和有害气气体情况。 案例一:案例一:某矿有一通风巷道,该巷道中间有一处低洼,低洼处安装了一台 水泵,过一段时间安排工人去开水泵排水,预防水满了造成巷道不通风,可由 于开水泵工人责任心差,几天都没有去开泵,水满了巷道不通风,再加上瓦斯 检查的责任没有落实,瓦斯检查不到位,造成有害气体超限没有及时发现,等 开水泵的工人再去开泵时,没有检查瓦斯就盲目进入无风巷道,导致窒息死亡。 案例二:案例二:某矿有一采区回风巷兼作皮带运输巷,有一段巷道由于压力变形, 皮带两侧的人行道很窄,行人很难通过,平时也很少有人从这里走,再加上该 地点断面小,风速大,扬尘严重,扬起的煤尘在巷道内积聚了几十米,由于清 扫不及时,造成该地点煤尘长期聚积。一天有两名新参加工作不久的工人,在 此处休息,且违章吸烟,烟头扔在聚积的煤尘上,引起着火,烧毁巷道几十米, 幸亏发现处理及时,侥幸没有造成人员伤亡。 案例三:案例三:某矿有一总回风巷,在检查过种中发现一氧化碳严重超限,达到 15 几百个 PPm,经认真检查发现有一处密闭漏风,在采空区形成了火区,通过及 时调整通风系统,该密闭处形成均压,减少向采空区漏风供氧,并对采空区进 行注浆,及时消除了这一火灾隐患,没有造成更大的事故。通过这些事故案例, 足以证明对矿井通风系统进行检查的重要性和必要性。 第四章、矿井瓦斯治理第四章、矿井瓦斯治理 一、瓦斯治理的重要性:一、瓦斯治理的重要性: 在煤矿生产过程中,伴随着生产的进行,瓦斯涌出到生产空间,对井下生 产构成威胁。瓦斯,不论其涌出量的多少,一直是矿井生产最主要的一个危险 源,瓦斯灾害的治理就成为矿井最根本的、最重要的任务。统计资料表明,煤 矿瓦斯爆炸事故始终是我国煤矿一次死亡 3 人以上重大伤亡事故的主要因素, 而这种倾向在 10 人以上的特大事故中更为明显。以 1994 年1996 年全国煤矿 伤亡事故统计为例,1995 年重大瓦斯事故次数和伤亡人数占重大事故的比例分 别为 65.7%和 80.5%。依据以往瓦斯事故的统计,在引起瓦斯爆炸事故的原因中, 除违章指挥、违章作业等现场管理因素外,安全生产措施不完善、不落实,安 全技术水平不高也是造成事故的主要原因。所以,作为我们一通三防的技术人 员更应该有强烈的事业心和责任感,制定严密的安全技术措施,防止瓦斯事故 的发生。 二、矿井瓦斯的基础知识二、矿井瓦斯的基础知识 瓦斯的概念:瓦斯的概念:瓦斯是指矿井中主要由煤层气构成的以甲烷气体为主的有害 气体,有时单指甲烷。由此可见,瓦斯是一种混合气体,其组分主要包括井下 煤层中含有的所有的有毒有害气体。在瓦斯的各组分中,由煤体及巷道围岩涌 出的甲烷往往占总量的 90%以上,因此,瓦斯的概念通常单独指甲烷。 从广义上讲,瓦斯由于其组成成分的不同,性质具有很大的差别。从安全 的角度可以将这些组分划分为四类:可燃性气体,如甲烷等同系烷烃(CnH2n+2)、 环烷烃(CnH2n)、H2、CO、H2S 等等,这些气体具有可燃的特征,在一定浓度范围 内与空气混合气体往往具有爆炸性,对煤矿安全构成严重威胁;有毒性气体, 如 H2S、CO、SO2、NH3、NO、NO2等等,这些气体达到一定浓度时,会直接威胁 16 人体的健康甚至是生命;窒息性气体,如 N2、CH4、CO2、H2等等,这些气体 往往赋存在煤体或其围岩内,开采过程中大量涌出到生产空间,从而使空气中 的氧气浓度降低,造成人员窒息;放射性气体,如氡气,不过放射性气体在 煤矿中很少。 瓦斯是一个多组分气体,虽然 CO、H2S 等气体含量很小,但这都是有毒和 剧毒气体,像 CO 气体在放炮过程中和煤层自燃过程中都会产生,火成岩浸入的 地段也有可能含有 H2S 气体。所以在日常瓦斯检查中也要注意对这个微量气体 的检测和预防。 瓦斯的基本性质:瓦斯的基本性质:瓦斯是无色、无味的气体,标准状态下密度为 0.716kg/m3,为空气密度的 0.554 倍。瓦斯在空气中具有较强的扩散性,局部 地点较高的瓦斯会自动向低浓度的区域扩散,从而使瓦斯浓度趋于均匀。瓦斯 的扩散过程是不可逆的,在煤矿井下巷道中,风流流动一般是处于紊流状态, 由煤壁等处涌出的瓦斯很容易与空气均匀的混合。因此,在风量充足的巷道中, 瓦斯的分布通常是均匀的。 在无风或微风的巷道,一方面涌出的瓦斯会挤占空气的空间,使空气中氧 气浓度下降,从而使空气具有窒息性。当混合气体中瓦斯浓度达到 43%时,空 气中氧的浓度降低到 12%,人在此环境下会感到呼吸短促,时间稍长就会昏迷 并有死亡危险。另一方面,涌出的瓦斯只依赖扩散作用与空气混合,在涌出源 附近首先会上升并积聚在巷道的顶板处上,形成瓦斯层,随着据涌出源距离的 增加,瓦斯与空气混合才逐渐均匀。因此,测定风流中的瓦斯浓度通常要求在 距离巷道顶板一定距离上测定,以防止测得的数据不能真实反映巷道中瓦斯积 聚的状况。 瓦斯的燃烧爆炸性瓦斯的燃烧爆炸性 瓦斯是一种可燃性气体,当其在空气中的浓度达到某一范围时,遇适当的 点火源就会发生爆炸。按瓦斯在空气中发生燃烧的性状不同,可将它分为三个 区间:助燃区间,瓦斯浓度大于 0%至小于爆炸下限(5%) 。该区间内,瓦斯 在点燃源附近发生氧化燃烧反应,但不能形成持续的火焰,只能起到助燃的作 17 用。爆炸区间,瓦斯浓度在爆炸界限内(5%-16%) 。该区间内的瓦斯遇一定 能量的点火源会形成可自动加速的燃烧锋面,该锋面在瓦斯-空气混合气体内 加速传播从而形成强烈的爆炸。扩散燃烧区间,瓦斯浓度大于爆炸上限(16%) 。 该区域内瓦斯-空气的混合气体无法直接被点燃,但是,当其与新鲜空气混合 时,可以在混合界面上被点燃并形成稳定的火焰,被称为扩散燃烧。 对煤矿井下安全威胁最大的是爆炸区间,局部区域的瞬间爆炸可以对井下 的人员和设施造成很大的伤害和破坏,由此引发的煤尘爆炸、火灾及通风系统 紊乱等又会使事故进一步扩大,造成更大的损失。瓦斯的扩散燃烧也是煤矿最 危险的事故,因为存在高浓度的瓦斯源和火源,这时如果处理不当(如随意停 风、减少风量等) ,火源的燃烧虽然熄灭,但高浓度的瓦斯与空气混合很容易使 混合气体达到爆炸界限,一旦遇残余的火星就会引起爆炸。因此,对煤矿井下 瓦斯燃烧事故,在处理时应格外小心。 三、肥城矿区瓦斯涌出来源分析三、肥城矿区瓦斯涌出来源分析 1.1.矿区瓦斯含量及影响因素矿区瓦斯含量及影响因素 煤(岩)层中的瓦斯含量的大小取决于两个方面的因素:一是成煤过程中生 成瓦斯量的多少,主要是煤系地层中煤层的多少、含煤系数、成煤条件、及煤 的变质程度等;二是瓦斯的后期保存、运移条件,主要影响因素是煤层边界条 件、埋藏深度、煤层倾角、围岩透气性以及水文地质等。肥城矿区开采煤层的 煤种为气煤和气肥煤,属中等变质程度的煤种。与瓦斯含量相关的指标如含碳 量一般为82.5%83.9%,挥发份为38.4%45.1%。理论上分析煤层中的瓦斯含 量应是比较高的(可达到1222m3/t),但从日常检测与鉴定结果看,瓦斯含量 (瓦斯涌出量)并不高。初步分析主要原因是地质构造及地下水流活动的影响, 从而构成了煤层中瓦斯的早期运移与排放的良好条件。 1.1断层对瓦斯含量的影响 肥城矿区地质构造极为复杂,大小断层纵横交错,造山活动形成的近似走 向的F1、F2、F4、F10,以及斜交地层走向的束状断层,如F24、F7、F16、F27等, 均为受张性应力作用形成的高角度开放性正断层,附生断层也较多,且以正断 18 层居多。整个煤田受到了纵横交错断层网的切割,变得很不完整。第四系冲积 (岩)层形成前,多数断层露出地表,直接与大气连通,加之煤层埋藏较浅,煤 层中的带压瓦斯受到断层形成时的卸压作用,便迅速向断层处运移,并通过断 层及破碎带排放掉。煤层中现存瓦斯仅是保留下来的一小部分。由于矿区内断 层较多,特别是开放性正断层较多为瓦斯的早期逸散创造了条件,使煤层中瓦 斯普遍较低,这是矿区瓦斯管理有利的一面。同时瓦斯在运移、排放过程中, 受到断层应力及破坏带等因素的影响,形成了瓦斯含量分布的不均匀性,导致 了生产过程中瓦斯的不均匀涌出,即瓦斯异常涌出,给矿区瓦斯管理带来了难 度。这种不均匀分布形成原因初步分析有以下两个方面: (1)沿较大断层两侧形成瓦斯富集带 落差较大断层形成初期,由于直接连通地表,煤层中伴有压力的瓦斯受到 断层的卸压作用,沿煤层孔隙、裂隙向断层处迁移,并通过断层排到大气中去。 但随着时间的推移,断层应力逐渐趋于稳定,断层处受上覆岩层的应力作用, 在断层两侧形成应力集中带,应力相对增高,透气性逐渐减弱。同时断层充填 物受地下水及上覆岩层的应力作用,形成断层泥等充填带,致密性提高,透气 性减弱,使向断层处迁移的瓦斯在断层附近保存下来,形成了断层两侧的瓦斯 富集带。 (2)断层附生构造为瓦斯提供了赋存空间 大断层附近的附生构造较多,如小断层、褶曲、裂隙等,因受断层形成时 的应力破坏而形成,自身比较破碎,微空隙、节理、裂隙发育,为瓦斯提供了 赋存的空间,而这些小构造的连通条件又不好,当瓦斯向大断层运移时部分瓦 斯便在此保留下来,形成了附生构造复杂区域的瓦斯含量富集。综上所述,由 于瓦斯的运动与滞留关系所致,形成了矿区瓦斯含量分布的不均匀,断层构造 附近区域瓦斯含量较高。当掘进工作面接近或通过这些区域时瓦斯涌出量增加, 即发生瓦斯的异常涌出现象。 1.2地下水活动对瓦斯含量的影响 流动的地下水是瓦斯运移、释放的良好媒介。肥城矿区富含地下水,主要 19 含水层有四灰、五灰、奥灰,四灰分布在8层煤的顶板,五灰、奥灰位于10层煤 的底板下平均20余米。含水灰岩的岩溶、裂隙发育,水的动储量大,约为2.8万 立方米/时,其补给水源来自地表,即通过裸露的大于60平方公里的岩层,接受 大气降水进入煤系地层。这种地下水长期补给与排泻活动,加之导水断层的水 力联系,使地下水直接或间接的对瓦斯产生影响。渗入煤层中的水分子与煤相 互作用,破坏了煤与瓦斯之间的作用力场,减弱和破坏了瓦斯的吸附能力,使 吸附状态的瓦斯减少,游离状态的瓦斯增多,而游离状态的瓦斯又受水活动的 直接影响,一部分溶解于水,另一部分随重力水的流动而被携带走,久而久之 对后期瓦斯运移、排放构成了良好渠道。 地下水对煤层中瓦斯含量的影响,比较明显的例证是8层煤,其回采过程中 瓦斯涌出量为各煤层中最低,主要是受顶板四灰水的影响。一是地下水长期流 动的熔解与携带的自然因素;二是开采前疏水降压对瓦斯起到了排放作用的人 为因素。 上面分析的地质构造和水文地质两个因素是肥城矿区瓦斯含量较低,属于 低瓦斯矿井的主要原因。 2.2.矿井瓦斯涌出情况对比分析矿井瓦斯涌出情况对比分析 矿井瓦斯涌出量统计表 (表1) 瓦斯(m3/d)二氧化碳(m3/d) 单位 2006年2007年2006年2007年 杨庄矿5947.25875.221571.226467.2 曹庄矿302.417287372.818766.08 陶阳矿2486.885270.420214.7220779.2 国庄矿4773.62924.8116594.5616027.2 查庄矿3441.63657.618590.421844.8 白庄矿1267.21699.268409993.6 表1统计了两年来各矿瓦斯涌出情况,从历年瓦斯鉴定资料看,矿区西部矿 井瓦斯涌出量明显高于东部,以杨庄矿和曹庄矿为最低。而查庄矿和国家庄矿 则偏高,杨庄和曹庄矿在日常瓦斯检测中,采掘作业场所极少查到瓦斯,西部 矿则大多数能够检测到瓦斯。瓦斯异常涌出现象也反映了这一规律。全公司统 计的40余起瓦斯异常涌出,东部四矿仅占4起,且涌出量和涌出形式都低于西部 20 三矿。形成这种现象的原因,初步分析与煤层埋藏深度及地质构造有关。 3.3.各煤层瓦斯涌出情况分析各煤层瓦斯涌出情况分析 由于矿井开采条件不同,在瓦斯鉴定时对和煤层瓦斯涌出情况进行分别测定 困难较大。特别是肥城煤田的下组煤,煤层间距较近,一般采取联合布置的开 拓方式,多煤层同时开采,使各煤层特别是各层的采空区瓦斯涌出情况很难分 别测定。为了便于瓦斯管理,掌握各煤层瓦斯涌出量情况,我公司曾在2002年 对具备条件的几个矿井的瓦斯鉴定资料进行总结,分层统计出各煤层的瓦斯相 对涌出量(见表2) 各煤层瓦斯涌出量情况统计表 单位:m3/t (表2) 煤层名称一般涌出量最低涌出量最高涌出量 二 10.072.64 三1.53 0.28.17 五0.81 六0.50.6 七2.54.5 7.0 八0.31.3 1.55 九 1.56.47 十455.24 统计结果表明,回采工作面瓦斯涌出量以七层煤为最高,其次是三层、十 层,比较低的是八层。后期检测结果及异常涌出次数证明,这个结果基本上符 合各煤层含量的实际情况。统计的40余起瓦斯异常涌出案例有21起发生在七层, 有4起发生在三层,十层煤统计的相对量虽然较高,但至今还没有发生瓦斯异常 涌出,分析原因是九、十层距离较近,十层煤瓦斯含量受九层煤采空区的影响, 而本煤层瓦斯含量并不高。五层煤1994年以前的回采量较少,统计的相对涌出 量不高,然而截止目前已发生瓦斯异常涌出7起,应列入瓦斯较高煤层管理。 4.4.矿井瓦斯涌出来源及分布规律矿井瓦斯涌出来源及分布规律 查定瓦斯来源的具体方法是在矿井掘进区、采煤区的回风流中,测定瓦斯 浓度和通过的风量,计算其绝对涌出量,然后以全矿井的绝对涌出量为百分之 百,计算生产区、准备区和采空区的瓦斯涌出量的百分比。 肥矿公司20002007年瓦斯涌出来源情况统计表 (表3) 准备区生产区采空区 项目 时间 (年) 涌出量 (m3/d)涌出量%涌出量%涌出量% 21 200037540.64965.713.25780.415.426794.571.4 200137318.35726.715.37109.819.024482.365.6 200236087.36881.719.16036.316.723169.364.2 200324267.85505.922.73339.613.815395.763.5 200422964.92164.49.54351.718.916448.871.6 200525363.33750.814.83264.312.918344.972.3 200644227.823975.39.075610.912.834641.6478.1 瓦斯 (ch4) 200728687.835115.0818.04280.5214.919252.2367.1 总之,矿井瓦斯涌出来源的影响因素很多,变化也很大,所以我们每年都 要对矿井进行瓦斯鉴定,及时分析瓦斯涌出来源及其变化情况,以便采取措施 进行处理。为了摸清矿井瓦斯涌出来源及其分布规律,因地制宜地采取治理措 施,在近几年的瓦斯鉴定工作中,我们注重了对矿井瓦斯涌出来源的分析,在 设点上实行了准备区、生产区、采空区的分别控制和统计分析,基本上掌握了 各区域瓦斯涌出量在矿井瓦斯涌出量中所占的比例(见表3) 由表3可以看出,肥城矿区瓦斯涌出来源主要来自采空区,采空区瓦斯涌出 所占比例约为65%,特别是近两年达到了70%以上,其次是生产区占20%左右,最 小的是准备区占15%左右。 从以上分析可以看出,采空区是我们矿区瓦斯涌出的主要来源,所以我们 要制定相应的措施防治采空区瓦斯异常涌出,一是要加强对采空区密闭的检查, 及时维修损坏的密闭,密闭前要设置栅栏和警标,严禁人员随便进入,二是残 采、带采帮煤、回收煤柱等要制定专门的安全措施,防止采空区瓦斯异常涌出。 四、瓦斯爆炸的条件四、瓦斯爆炸的条件 瓦斯爆炸的发生必须具备三个基本条件,一是瓦斯浓度在爆炸界限内,一 般为 5%-16%;二是混合气体中氧的浓度不低于 12%;三是有足够能量的点火 源。 1.与空气混合气体中瓦斯的浓度 瓦斯爆炸发生的浓度界限指的是瓦斯与空气的混合气体中瓦斯的体积浓度, 当瓦斯浓度达到 9.5%时,理论上瓦斯可以同空气中的氧气完全反应,从而放出 22 最多的热量,因此,爆炸的强度最大。在实际测量中,最大瓦斯爆炸强度往往 比该浓度高一点,达到 10%左右。当与瓦斯混合的空气成分发生变化时,例如 其中混入了其他可燃气体或人为加入了过量的惰性气体,则上述瓦斯爆炸的界 限就要发生变化,这种变化通常是不能忽略的。 2.氧气的浓度 瓦斯空气混合气体中氧气的浓度必须大于 12%,否则爆炸反应不能持续。 煤矿井下的封闭区域、采空区内及其他裂隙等处由于氧气消耗或没有供氧条件, 可能会出现氧气浓度低于 12%的情况,其他巷道、工作场所等一般不存在氧气 浓度低于 12%的条件,因为,在此条件下人员在短时间内就会窒息而死亡。 3.足够能量的点火源 点火源能够引起瓦斯爆炸的三个条件是温度不低于 650、能量大于 0.28MJ 和持续时间大于爆炸感应期。这三个条件通常很容易满足。在煤矿开采 过程中,对一些不可避免的火源有时需要采取特殊的技术,使其不能满足点燃 瓦斯的点火条件。例如,井爆破时产生的火源,温度高达 2000,但持续的时 间很短, ,小于爆炸感应期,因此,不会引起瓦斯爆炸。 五、瓦斯爆炸条件在煤矿井下存在的可能性五、瓦斯爆炸条件在煤矿井下存在的可能性 引起瓦斯爆炸的三个条件必须同时具备才能引起爆炸,缺一不可。在煤矿 井下生产环境中,这三个条件可能同时存在吗?在哪些地点出现的可能性较大 呢? 煤矿井下生产过程中,涌出的瓦斯被流过工作面的风流稀释、带走。当工 作面风量不足或停止供风时,以瓦斯涌出地点为中心,瓦斯浓度将迅速升高, 形成局部瓦斯积聚。 煤矿安全规程规定:采掘工作面内,体积大于 0.5m3的 空间内瓦斯浓度达到 2%时即构成局部瓦斯积聚,就必须停止工作,撤出人员。 以一个断面积 8m2的煤巷掘进工作面为例,若正常通风时期供风量为 200m3/min,回风流瓦斯浓度为 0.5%,则工作面绝对瓦斯涌出量为 1m3/min。假 设新揭露断面及距该断面 10m 范围内的煤壁涌出的瓦斯占掘进工作面总瓦斯涌 出量的 50%,则如果工作面停止供风,该 10m 范围内平均瓦斯浓度达到爆炸下 23 限 5%只需要 8min。若考虑空间瓦斯分布的不均匀,在局部区域达到瓦斯爆炸界 限的时间将更短。当工作面有一定风量供给时,稀释该 10m 范围内的瓦斯 (0.5m3/min),使其低于爆炸下限的风量仅需大于 10m3/min。由此可见,在井 下停风时,很容易形成瓦斯爆炸的第一个基本条件,即使是低瓦斯矿井也应特 别注意。 进入井下的新鲜空气中,氧气浓度为 21%。由于瓦斯、二氧化碳等其他气 体的混入和井下煤炭、设备、有机物的氧化、人员呼吸消耗,风流中的氧含量 会逐渐下降,但到达工作地点的风流中,氧含量一般都在 20%以上。在形成瓦 斯积聚时,混合气体中瓦斯浓度增高到 10%时,混合气体中氧浓度才下降到 18%;只有当瓦斯浓度升高到 40%以上时,其氧浓度才能下降到 12%。因此,在 瓦斯积聚的地点,往往具备爆炸的第二个条件:氧浓度大于 12%。在恢复工作 面通风、排放瓦斯的过程中,高浓度的瓦斯与新鲜风流混合后得到稀释,氧浓 度迅速恢复并超过 12%。此时,如果不能很好地控制排放量,则这种混合气流 的瓦斯浓度很容易达到爆炸范围。因此,排放瓦斯必须制定专门的措施。 能引起瓦斯爆炸的点火源很多,主要可分为四大类。 1.明火火焰 这类点火源的特点是伴随有燃烧化学反应。如明火、井下焊接产生的火焰、 放炮火焰、煤炭自燃产生的明火、电器设备失爆产生的火焰、油火等。 2.炽热表面和炽热气体 炽热的表面,如电炉、白炽灯、过流引起的线路灼热、皮带打滑机械摩擦 引起的金属表面炽热等都会引起瓦斯爆炸。白炽灯中钨丝的工作温度高达 2000,在该温度下钨丝暴露于空气中就会发生激烈的氧化,从而立刻便会点 燃瓦斯。因此,煤矿井下使用专用的照明灯具,以防止灯泡破裂时引燃瓦斯。 炽热的废气或火灾产生的高温烟流也会引起瓦斯爆炸,这主要是由于它们与瓦 斯相遇时发生氧化、燃烧等化学反应所致。瓦斯的引燃温度在 650,机械、 电器设备等的表面温度持续升高或防爆电器内部发生失爆时都可能达到这一温 度,保持机械设备地点的供风可大大降低其表面温度。 24 3.机械摩擦及撞击火花 矿用设备在使用过程中的摩擦和撞击所产生的火花可引燃瓦斯。如跑车时 车辆和轨道的摩擦、金属器件之间的撞击、钢件与岩石的碰撞、矿用机械的割 齿通巷道坚固岩石的摩擦、巷道塌落时岩石通岩石的碰撞(主要是火成岩等坚 硬岩石间的碰撞)等都能产生足以引燃瓦斯的火花。 铝作为金属结构材料应用在许多工业部门,不久之前还被认为是安全的。 但是,煤矿中由于采用铝合金造矿用设备而发生了多起矿井瓦斯爆炸事故。由 于铝合金及纯铝制成的试件同生锈钢表面摩擦碰撞都产生足以引燃瓦斯的火花, 因此,世界各国都作出煤矿井下限制使用带有铝制零件的金属支架和铝合金制 造的设备,在高瓦斯矿井禁止使用有含镁铝合金制造瓦克的电钻和禁止使用没 有防碰撞装置的铝合金仪表。 4.电火花 电火花主要包括电弧放电、电气火花和静电产生的火花。瓦斯爆炸的最小 点燃能量是 0.28MJ,该值就是使用电容放电产生火花的方法测定的。在瓦斯爆 炸的事故案例中,电火花引燃瓦斯的例子很多,井下输电线路

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