综放工作面采空区自燃发火的研究与治理

王付清，王立伟

(山东鲁泰煤业有限公司，山东 济宁 272000)

随着高效机械化采煤的推广，综采放顶煤开采实现了厚煤层的一次采全高，不仅降低了回采巷道掘进率，提高了回采工作面的产量，而且降低了生产成本，提高了企业的经济效益。但是，影响煤矿安全的各种因素如:煤与瓦斯突出、透水、火灾和粉尘等问题并没得到有效控制，尤其是采空区的自燃发火问题严重影响着煤矿的安全高效生产。我国有56%的矿井在开采有自燃倾向的煤层，有自燃发火史的矿井占78%以上，其中，由于煤层自燃导致井下火灾的次数占矿井火灾总数的91.85%。厚煤层矿井在综放开采过程中如果出现自燃发火征兆，只要采取合理的综合防灭火技术措施，自燃发火事故完全可以避免［1－3］。本文以某矿1122(3)综采工作面采空区自燃发火隐患为研究对象，研究综合防灭火技术的实践与应用。

1 工作面概况

某矿1122(3)工作面为北一13－1下采区第二个块段，位于北一采区中下部，北为F87边界断层，南到13－1煤层工业广场保护煤柱线，东西分别到设计运输顺槽线和轨道顺槽线。工作面标高－764.20～－669.59 m。本工作面对应的保护层1122(1)工作面已于2010年7月回采结束，周围1123(1)轨道顺槽及1123(1)运输顺槽正在掘进。工作面周围无正在采掘的工作面。工作面倾斜宽225.0 m，走向长度2791.86 m，煤厚 4.06 m，容重 1.41 t/m3，可采储量3344292.46 t。1122(3)工作面日产 15000 t时，相对瓦斯涌出量:3.09 m3/t，绝对瓦斯涌出量:32.2 m3/min。13－1煤层为具有自燃发火危险的煤层，一般发火期为3～6个月。

工作面回采期间采用回风流CO监测、抽采管内CO监测、工作面采空区和上隅角CO及温度检测来预测预报发火危险性，任何地点CO浓度达到24×10－6有明显自燃发火征兆时，采用采空区埋管灌浆、顶板走向钻孔注浆、运顺采空区注氮灭火等措施。灌浆管路沿轨道顺槽上帮安设，可随时与供水管路进行切换。一旦发火就可将灌浆管埋入采空区内15～20 m进行灌浆，并随着工作面的推进交替拆接灌浆管路，灌浆量204 m3/d。注氮管沿运输顺槽下帮安设，可随时与压风管路进行切换。氮气释放口水平放置，其位置应高于煤层底板20～30 cm，并罩以金属网用木垛加以保护，以防砸坏或孔口堵塞，影响注氮。制氮机氮气出口压力0.85 MPa。

2 采空区自燃发火原因分析及治理

2.1 采空区自燃发火机理

采空区自燃发火与其它类型的自燃机理、发火条件基本相同。目前，公认的自燃的原因是煤与空气中的氧分子相互作用产生自燃。煤炭自燃发展要经过三个阶段，即潜伏期、自热期和自燃期。在煤层氧化增温开始到煤温达到临界温度(700℃～800℃)之前，如果改变了煤层的供氧和散热条件，则煤层氧化增温的过程就有可能减缓，再随着煤的逐渐冷却，煤炭发火趋势就会停止。

煤炭自燃发火必须具备4个条件:1)可燃物质—煤炭，尤其是处于破碎状态具有自燃倾向性的煤。2)有连续不断的含氧量大于12%的空气流经碎煤。3)有破碎煤氧化热积聚的合适环境。4)以上3个条件必须稳定持续足够的时间，至少大于自燃发火期［4－5］。上面四个条件必须同时具备，缺一都不能引起煤炭自燃。供风条件优劣是影响煤层积聚氧化热的主要因素。若风速过小，则氧气供应不足，氧化热易散释;若风速过大，则氧化热也易被风流带走无法积聚。

2.2 采空区发火影响因素

根据煤层开采的特性及采空区发火的特性可知，只要有风流进入采空区就有自燃发火的可能性［6－7］。在煤矿开采过程中，由于联络巷存在严重漏风，只要减少上下区段间的煤柱联络巷，尽可能实现无煤柱开采就会减小自燃发火的可能性。同时，在回采过程中，工作面中可能存在停采线，这就为采空区自燃氧化提供了时间，停采线的数目越多，停采的时间越长，采空区自燃发火的可能性越大，因此，应减少工作面停采的次数，同时加快推进速度［8］。在实行分层开采的矿井，由于对煤层进行分层开采，下部煤层暴露在空气中的时间比其他开采方式的要长，煤层氧化的时间增加，自燃发火的可能性就加大，因此，对于有自燃发火性的煤层应尽量避免工作面分层布置，减小上下分层间形成的台阶［9］。

2.3 采空区发火治理措施

根据前面分析的采空区发火的机理及影响因素，只有减少暴露煤层与氧气的接触时间，减小接触面积才能有效防治采空区的自燃发火。通常采取的防治自燃发火的主要措施有:减小向采空区的漏风;避免回采过程中的停采次数;向采空区注、喷防灭火材料。

1)采空区漏风定律［10］。

式中:

P1、P2—漏风起、末点的总压(包括静压、位压、速压)，Pa;

Hf—工作面进回风压差，Pa;Rf—漏风风阻，Pa;

Qf—漏风风量，m3/s;

n—漏风风流的流态指数，一般取1或2。

由公式(1)可知，减少采空区漏风量Qf有以下途径:

a)当Hf不变时，可增加Rf。b)当Rf不变时，可使P2上升。c)当Rf不变时，减少P1。d)在保持P1、P2不变的情况下，改变Rf可改变漏风风量。e)也可联合使用前面几种措施。

2)采空区煤层阻化处理。

注浆灭火机理:向采空区的浮煤喷洒特定的防灭火材料，在煤体表面形成隔膜，可以减小煤体与空气中氧气的接触，减缓煤体的氧化速度。有些防灭火材料也有封堵采空区中裂隙的作用，减小漏风。同时防灭火材料中的水分也有降温作用。

阻化剂灭火机理:阻化剂的主要作用是改变煤体表面自由基的微观结构，延缓或阻止自由基与氧气的反应，降低反应的热效应，延缓发火期。

常用的防灭火注浆与阻化材料有:水泥沙浆、氮气、CO2、双灰、凝胶、罗克休、玛丽散、三相泡沫与高分子填充材料等。

3 综合防灭火技术的应用

2012年8月17日，发现1122(3)工作面架档内出现CO，在机尾122～129架档处CO浓度达到100×10－6左右，并不断上升。通过检查，在CO浓度上升区域同样也检测到乙烯、乙炔等气体，这说明采空区内煤炭已处在高温氧化阶段，但还未出现明火，对指标气体检验后，初步确定高温点温度在100℃左右，高温点在机位120～130架之间。具体原因可能是工作面中部有大量遗煤，顶板不完全冒落并且受断层的影响，采空区出现大量的漏风。

根据以上分析确定采空区内出现发火，必须采取相应的防灭火措施。主要措施是利用已有的注浆管路向采空区注水;通过地面注氮机和预先布置的注氮管路向工作面运输顺槽下隅角24 h连续注氮;向架档注罗克休封堵等。

3.1 发火治理措施

根据上面分析采取具体措施如下:

1)地面PSA－1000型制氮机必须保证正常运转，能够连续注氮。采用24 h连续注氮，单位时间注氮量不小于9.2 m3/min，氮气浓度不小于97%，流量为500～600 m3/h。

2)立即停止1122(3)工作面的瓦斯抽采。

3)工作面风量从2250 m3/min控制到1000 m3/min以下，以控制向采空区漏风。

4)从60架向上至131架开始打钻注液态CO2，液态CO2钻孔深30 m;在70架位置用锚杆钻机施工4个孔同时注液态 CO2。在1122(3)底抽巷通过d325 mm的瓦斯管向封闭墙内注液态CO2。

5)向架档注罗克休进行封堵，减少向采空区漏风供氧，先封堵上、下端头，然后从两个端头向中间注，用4台注浆泵同时注罗克休。

6)在工作面中上部施工平钻场，分别在工作面钻场、轨道顺槽钻场、运输顺槽车场钻场内施工注浆钻孔，钻孔全覆盖采空区，在支架顶上垂高12 m，钻孔施工到架后5 m(钻孔反浆正常时施工至钻孔不反浆)，灌浆时黄泥浆的黄土比重要加大到1∶7，并加入MEA以增强防火效果，灌浆管路接到运输顺槽钻场和工作面钻场位置。钻场钻孔先打1#、3#、5#、7#钻孔，钻杆留在孔内，采用钻杆注浆。钻孔采用1英寸注浆管注浆，其中里端为花管，花管长度10 m，聚氨酯封堵孔口8 m，里端注水泥浆固管，尤其在CO较大地点优先打钻注浆。

3.2 治理效果分析

在采取综合防灭火措施后，对发火指标气体进行实时监测，分析采空区内发火区域的变化，根据监测的上隅角CO监测数据绘制图形见图1。

图1 上隅角CO浓度变化图

由图1可知，通过采取以上综合防灭火措施，2周后采空区发火区域内气体采样CO浓度降低至10×10－6。检测不到其他烷烃类气体，氧气浓度＜6%。

4 结论

综采工作面防治采空区自燃发火的关键是防，因此，必须在发火的早期采取有效措施对采空区发火进行防范。本文采取措施后的效果及不足如下:

1)在采空区出现自燃发火后，采取一种防灭火措施很难有效解决CO浓度升高的问题，必须配合多种防灭火措施同时应用。

2)利用地面注氮机连续24 h不停注氮的同时，必须停止工作面瓦斯抽采，控制工作面风量下降到1000 m3/min以下，减小采空区内发火区域的氧气供应。在重点发火区域注入液态CO2，然后用罗克休进行封堵。在工作面可利用的钻场内向整个工作面打注浆孔，降低发火中心周边区域的发火危险性。

3)应进一步加强对采空区防灭火技术的研究，在使用注氮、减小工作面风量、注液态CO2、注罗克休封堵、向工作面注浆等手段的同时，开发和运用新的防灭火方法与材料，进一步研究三相泡沫、赛福特、固邦特等高分子注化材料的应用，提高防灭火的效率，降低成本。

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