特厚煤层综放工作面安全开采防灭火技术体系研究

梁运涛，田富超，景珂宁，孙勇，刘春刚

（1.煤科集团沈阳研究院有限公司煤矿安全技术国家重点实验室，辽宁沈阳 110016；2.中国矿业大学安全工程学院，江苏徐州 221008；3.大同煤矿集团有限责任公司同大科技研究院，山西大同 037003））

特厚煤层综放工作面安全开采防灭火技术体系研究

梁运涛1,2，田富超1,2，景珂宁3，孙勇1，刘春刚1

（1.煤科集团沈阳研究院有限公司煤矿安全技术国家重点实验室，辽宁沈阳 110016；2.中国矿业大学安全工程学院，江苏徐州 221008；3.大同煤矿集团有限责任公司同大科技研究院，山西大同 037003））

针对特厚煤层大采高综放工作面采空区漏风量和丢煤量增加、采空区自燃“三带”分布规律发生较大的变化、采空区自燃问题突出的特点，本文应用红外光谱分析技术研究了特厚煤层综放工作面自然发火规律，实现了自然发火的分级预警，确定了塔山煤矿煤样氧化自燃标志性气体应采用以CO为主，C2H4为辅的指标体系，建立了以注氮为主的综合防灭火技术体系，为大采高综放工作面火灾防治提供了技术保障。

特厚煤层；红外光谱；自然发火；分级预警；制氮装置

1 引言

厚煤层综放工作面开采具有高产、高效、高回收率特点，对我国煤炭工业的发展具有重要影响，随着国民经济的持续快速发展和人民生活水平的不断提高，能源消费将维持较高增长速度。得益于特厚煤层放顶煤开采技术和装备水平的提升，综放工作面煤炭产量逐年提高，一次采出厚度及放顶高度大，引起采空区漏风量和丢煤量增加，工作面煤尘量增加等[1-3]。原有的采空区自燃“三带”分布规律已经不适用于特厚煤层大采高综放工作面，开采时面临着全新的瓦斯、火灾防治等问题，严重地制约综放面机械化采煤优势的发挥，造成巨大的经济浪费[4-6]。

据统计，目前已建成和正在建设的千万吨级矿井主采煤层均为厚及特厚煤层，这些千万吨级高效现代化矿井（如大同矿区的塔山矿）均面临着瓦斯、火灾、煤尘等问题，严重制约了工作面的生产[7-8]，主要表现：一是煤层开采强度大且不均衡，造成工作面上隅角和回风瓦斯常超限，工作面被迫停产；二是工作面风量增加、放煤高度大，造成采空区漏风严重，煤炭自然发火的危险性增加[9-11]。上述问题在我国煤矿厚煤层综放工作面具有共性，极大地限制了高效能采煤技术装备的发挥，并给矿井的安全生产带来了隐患。

针对厚煤层大采高综放工作面采空区漏风量和丢煤量增加、瓦斯空间分布及采空区自燃“三带”分布规律发生较大的变化、采空区自燃问题突出的特点，本文应用红外光谱分析技术研究了特厚煤层综放工作面自然发火规律，建立了以注氮为主的综合防灭火技术体系，为大采高综放工作面火灾防治提供了技术保障。

2 厚煤层综放工作面自然发火规律研究

塔山矿位于大同煤田东翼中东部边缘地带，在大同市西南，距市区约30 km。井田东西走向长17.22～20.84 km，平均走向长24.3 km，南北倾斜宽9.36～12.56 km，平均倾斜宽11.7 km，井田面积170.91 km2。

塔山煤矿3-5#煤层原始瓦斯压力为0.14～0.17 MPa，煤层瓦斯含量为1.6～1.97 m3/t，平均为1.78 m3/ t。煤层透气性系数为171.71～428.80 m2/MPa2·d，百米钻孔瓦斯流量为0.015～0.0212 m3/min·hm；钻孔瓦斯流量衰减系数为0.602～0.7427d-1。3-5#煤层原煤瓦斯残存量为1.17 m3/t。煤层属自燃煤层，最短发火期为60天；煤层具有煤尘爆炸的危险性，爆炸指数为37%。

2.1 煤样氧化过程中不同温度下结构和官能团的变化规律

煤分子官能团结构的研究方法可分为物理和化学研究方法。其中物理方法有，X射线衍射图谱分析、红外吸收光谱研究、核磁共振波谱研究、质谱研究、计算机断层扫描、电子透射、扫描显微镜、扫描隧道显微镜和原子力显微镜等。本文采用是红外光谱研究方法，将煤样在实验室条件下升温氧化自燃，应用红外光谱检测分析技术研究煤分子结构及化学键和官能团在不同温度下的变化规律并与应用量子化学理论研究的煤的自燃机理结论进行对比，验证了理论研究的可靠性与正确性[12-14]。

实验煤样是塔山8105综放工作面煤样。实验仪器采用德国生产的TENSOR27型傅利叶变换红外光谱仪，将煤样在STA6000型综合热重分析仪上加热，实验条件为：将煤样研磨成颗粒度＜250目，升温为速率为5℃·min，反应气体流速为N2，O2，分别为40 ml/min和l0ml/min，模拟在空气中氧化自燃，从室温开始加热，每间隔20℃将煤样做KBr压片，样品与KBr的比率为1：180，作定量分析，累加扫描次数32次。以下是塔山8105综放工作面煤样氧化过程中不同温度下的红外光谱图。

图1 塔山矿8105综放工作面煤样不同温度红外光谱图

根据氧化燃烧生成的气体红外光谱图可知，煤氧化燃烧生成的气体产物有H2O、CO2、CO、CH4和C2H4等五种生成物。在煤的分子结构中，在300℃以下能生成以上5种物质的官能团有胺基、甲基、烯烃基团、R-XCH3基团、芳香甲基、芳香亚甲基、羧酸、酯等。通过实验测试，得出如下结果：

（1）从煤样在不同温度下氧化自燃红外光谱图官能团变化的峰面值来看，从室温25℃～100℃的升温过程中，煤分子中胺基基团的红外光谱图峰面值变小。从红外光谱图峰面值变化曲线来看，在25℃～100℃胺基基团峰面值变化的斜率比其它基团的斜率都大，说明煤在氧化自燃的开始阶段，主要是胺基基团中的氢被氧化生成了水，并放出热量。

（2）从乙烯基团-CH=CH2的氧化峰面值来看，从室温～120℃峰面值逐渐变小，到120℃～170℃以后峰面值变大，说明从室温～100℃的氧化过程中与苯环相连的-CH=CH2被氧化生成CO、CO2、H2O等。到120℃～170℃以后峰面值变大，说明苯环断裂，生成大量的-CH=CH2基团和乙烯。

2.2 大采高综放工作面煤的自燃倾向性规律

热重分析法是研究氧化动力学反应常用的一种经典方法，该法操作简单，灵敏度高，具有快速、准确和直观等特点，通过TG和DSC曲线进行定性和定量分析，可以获得有关样品氧化自燃过程中的重要信息以及相应过程的反应动力学参数。实验选取8105综放工作面煤样，热重分析是在STA6000型综合热重分析仪上进行的。实验条件为：将煤样研磨成颗粒度＜50 mm，升温速率为5℃min-1，反应气体N2、O2流速分别为40 ml/min和10 ml/min，模拟在空气中氧化自燃，样品质量为13～14 mg，反应温度范围为25～800℃，得到的TG-DSC曲线和程序升温曲线如图2所示。

（1）从TG曲线可以看出，煤氧化自燃过程可分为三个阶段：失水失重阶段、氧化增重阶段和燃烧失重阶段。DSC曲线表明，在失水失重阶段中，从25℃～60℃左右为吸热反应，之后为放热反应，到大约400℃之后为吸热反应。在煤的自燃过程中，一般在25℃～60℃要吸收热量。所吸收热量的来源是煤与氧发生物理化学吸附的吸附热。

图2 塔山8105综放工作面煤样25-600℃升温氧化热重曲线图

（2）从加热失重到失重结束转为增重阶段的温度为失水温度结束点，从增重阶段转为失重阶段的温度为着火温度。实验煤样的着火与失水温度结束点见表1。

表1 实验煤样各阶段温度汇总表

（3）温度继续升高，约在400℃，煤样在DSC曲线上出现了第一个放热峰，此峰点对应温度反映了挥发物的最大燃烧温度，从放热转为吸热，从而也指示着煤焦的开始燃烧。

2.3 大采高综放面煤样氧化自燃生成的指标性气体

应用热重分析仪和红外光谱仪联用的方法，分析塔山煤矿8105综放面煤样在升温氧化过程中煤结构和官能团的变化规律，研究此种煤样在不同温度下煤氧化自燃生成气体的红外光谱图谱，确定此煤样在氧化自燃过程中在不同温度下出现的指标性气体。研究结果表明，采空区自然氧化过程监测应以CO气体为主，C2H4气体为辅的标志气体。煤氧化自燃生成的气体产物有H2O、CO2、CO、CH4和C2H4等五种生成物。在加热到30～100℃左右有水和二氧化碳体析出，温度升至100～150℃左右时，有CO生成，温度升至120～170℃左右时，有CH4和C2H4生成。在温度达到200～300℃时，H2O、CO2、CO、CH4和C2H4出现强峰，但强峰出现后CH4和C2H4由强变弱再变强，说明CH4和C2H4由侧链、苯环和环烷生成的。在温度低的时候生成的CH4是由甲基支链生成的，C2H4是由带乙烯基的侧链生成；当温度很高的时候，生成的CH4和C2H4是由芳香环和环烷生成的，因此，采空区煤氧化自然发火标志气体应以CO气体为主，C2H4气体为辅。

3 大采高综放工作面防灭火技术研究

3.1 大采高综放工作面采空区漏风测定

塔山矿8105工作面部分新风经过采空区进入回风顺槽，属于内部漏风。漏风的原因：当有漏风通路存在，并在其两端有压差时，就可产生漏风。漏风风流通过孔隙的流态，视孔隙情况和漏风大小而异。

（1）8105综放工作面采空区风流流场模拟

塔山煤矿8105综放工作面运输顺槽断面积为21.86 m2，入风风速测量平均为2.11 m/s，回风顺槽断面积为21.98 m2，回风风速测量平均为2.13 m/s，建立了一源一汇的二维模型，并对其利用GAMBIT软件进行网格化，将坐标原点定在工作面下端头入风侧，指向采空区的方向为X轴正方向，指向工作面的方向为Y轴正方向，两方向的步长均取1 m，即网格大小为1 m× 1 m，网格数量共计29 946个。由于工作面空间存在支架立柱、梁，采煤机机组，人员设备等，增加了工作面通风阻力，因此，将这四部分都定义成为多孔介质区，采空区风阻压力等值线见图3。

图3 风阻压力等值线分布

图4 采空区漏风流线分布

图4为采空区漏风流场流线图，可以看出：U型通风一源一汇工作面漏风流场流线在假设采空区介质均匀分布的条件下呈对称分布；距离入风巷道煤柱侧越近的漏风分流，漏入采空区的深度越大。因此，在工作面下隅角位置要防止风流直接流入采空区，工作面推进后，入风巷要及时撤除支护使其迅速冒落。

（2）漏风测定数据

经过2010年10月22日、10月23日两次测风，得出8105工作面漏风量。根据10月22日数据，运输顺槽进风量为2 820.06 m3/min，回风顺槽风量为2 856.214 m3/min，依据各测点风量的变化情况确定漏风量为355.731 m3/min；根据10月23日数据，运输顺槽进风量为2 770.975 m3/min，回风顺槽风量为2 806.378 m3/min，依据各测点风量的变化情况确定漏风量为522 m3/min。取10月22日与10月23日测风平均值，得到8105工作面采空区漏风风量为439 m3/min。

3.3 采空区自燃“三带”的确定

采空区松散煤体及岩体各为均匀多孔介质，计算区域内，流体密度不变，空气渗流符合达西定律。空气中的氧与煤反应而被消耗，同时产生CO2等气体，气体消耗量与产生量相等，使空气总量不发生变化。空气中各组分按照Fick定律从浓度高处向低处扩散。由于煤自燃过程非常缓慢，认为在正常生产中，采空区的渗流、扩散及化学反应是稳态过程，根据实测采空区温度在回采过程中变化不大，因此不考虑热传导。因而“三带”划分的依据为，散热带：漏风风速＞1.2 m3/min· m2；窒息带：氧浓度＜7%；自燃带：（漏风风速＜1.2 m3/ min·m2）∩（氧浓度＞7%）。

图5 8105综放工作面采空区氧浓度7%等值线图

采空区进入窒息带时，漏风风流基本消失，因此采用氧浓度指标来划分自燃带和窒息带，8105综放工作面窒息燃烧的最低氧浓度为7%以下。根据8105综放工作面回风顺槽5105巷氧气浓度实际监测数据，当氧气浓度降为7%以下时，工作面推进距离达到91 m。

图5为氧气浓度在7%的各点位置拟合出采空区窒息带位置示意图，塔山矿8105工作面采空区散热带从切顶线计算宽度平均为50 m；自燃带主要分布在距离切顶线2～98 m；窒息带主要分布在距工作面切顶线98 m之后。

4 井下工艺及应用

塔山煤矿采空区防灭火以注氮为主，同时结合黄泥注浆、三项泡沫和上下端头垒砌沙土墙堵漏风的综合防灭火措施。氮气防灭火技术的实质是将氮气送入拟处理区，使该区域空气惰化，氧气浓度降低到煤自然发火的临界浓度以下，以抑制煤的氧化自燃，直到火区窒息的防灭火技术，是行之有效的矿井火灾防治方法[15-18]。

4.1 注氮量的计算

工作面防火注氮流量的大小主要取决于采空区的几何形状、氧化带空间大小、岩石冒落程度、漏风量大小及区内气体成分的变化等诸多因素，按照MT/T701-1997（煤矿用氮气防灭火技术规范）标准中推荐的计算方法为按采空区自燃带氧含量计算，此法计算的实质是将采空区自燃带内的原始氧含量降到防火惰化指标以下，按下式计算注氮流量：

式中：QN—注氮流量，m3/h；

Q0—采空区自燃带内漏风量，m3/min；

C1—采空区自燃带内平均氧浓度，7%～21%，取14%；

C2—采空区惰化防火指标，取7%；

CN—注入氮气中的氮气浓度，97%；

k—备用系数，一般取1.2～1.5，现取1.3。

塔山煤矿8105工作面采空区自燃带范围为2～98 m，自燃带中部位置为距离工作面切顶线50 m处，此处氧气浓度为11.5%，可求得采空区自燃带漏风量为28.5 m3/min。要把采空区惰化到7%则计算所需注氮量为：

根据以上计算可知，在现有注氮量2 500 m3/h的情况下，塔山煤矿8105综放工作面还需注氮3 890 m3/ h以上，才能使自燃带平均氧浓度下降到7%以下。

4.2 注氮工艺及方式

针对塔山煤矿8105综放工作面的实际开采条件，优化了注氮参数，制定相应的注氮工艺和方法。采用地面三套制氮设备进行综放工作面采空区自燃带注氮防火，经过计算，注氮量需在原有2 500 m3/h的基础上增加3 890 m3/h，才能使自燃带平均氧浓度下降到7%以下。采用埋管注氮工艺，在工作面的进风侧沿采空区埋设一趟注氮管路，当埋入一定深度后开始注氮，同时又埋入第二趟注氮管路（管口移动步距50米）；当第二趟注氮管口埋入采空区自燃带中部后向采空区注氮，同时停止第一趟管路的注氮，并又重新埋设注氮管路，如此循环，直止工作面采完为止。注氮方式根据对火情的预测情况而定，在注氮2500 m3/h的情况下，推进速度Vmin=1.4 m时，必须采取连续注氮方式；推进速度Vmin＜1.4 m/d或停产时，必须加大注氮量，若停采时间达68天以上时，注氮量不小于6 390 m3/h；当工作面推进速度Vmin＞1.4 m/d时，可适当减少注氮量。

采用上述方法和工艺，有效改变了特厚煤层大采高综放工作面采空区自燃“三带”分布状况，自燃带平均氧浓度下降到7%以下，大大减少“自燃带”分布范围，将采空区自燃危险性降至最低，有效防止了大采高综放工作面火灾的发生，保证了8105工作面的安全开采。

5 结论

（1）应用红外光谱分析技术研究了煤样氧化过程中不同温度下结构和官能团的变化规律、大采高综放工作面煤的自燃倾向性规律，根据不同温度下煤样生成气体的光谱曲线实现了自然发火的分级预警，确定了塔山矿煤氧化自燃标志性气体应以CO为主，C2H4为辅，得到了特厚煤层综放工作面自然发火规律。

（2）开展了大采高综放工作面采空区漏风测定和采空区“三带”研究，通过实测分析了和采空区气体成分变化规律，确定了8105工作面采空区漏风量439 m3/ min，得出塔山煤矿8105综放采空区散热带宽度平均为50 m；自燃带主要分布在距离切顶线2～98 m；窒息带主要分布在距工作面切顶线98 m之后。

（3）建立了以注氮为主的综合防灭火技术体系，采用注氮防灭火方法和工艺，有效改变了特厚煤层大采高综放工作面采空区自燃“三带”分布状况，自燃带平均氧浓度下降到7%以下，大大减少“自燃带”分布范围，保证了塔山矿8105工作面的安全有序推进。

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Research on fire prevention technology system of thick coal seam fully mechanized working face mining

LIANG Yun-tao1,2;TIAN Fu-chao1,2;JING Ke-ning3;SUN Yong1; LIU Chun-gang1
(1.State Key Laboratory of Coal Mine Safety Technology,Shenyang Research Institute of China Coal Technology Engineering Group,Shenyang Liaoning 110016,China;2.School of Safety Engineering,China University of Mining& Technology;Xuzhou Jiangsu 221008,China;3.Tongda Technology Institute,Datong Coal Mine Goup,Datong Shanxi 037003,China)

For the characteristics of the increase of leakage air volume and waste coal quantity,larger change of spontaneous combustion“three zones”distribution and serious spontaneous combustion problem in goaf of thick coal seam large mining height fully mechanized working face,the spontaneous combustion rule of thick coal seam fully mecha⁃nized working face is studied by using the infrared spectrum analysis technology,the graded warning of spontaneous com⁃bustion is implemented,the oxidized spontaneous combustion characteristic gas of Tashan Coal Mine coal sample that should use the index system of majority CO and C2H4supplement is determined,the comprehensive fire prevention tech⁃nology system of majority nitrogen injection is set up,this provides the technical support for the fire prevention and con⁃trol of large mining height full mechanized working face.

Thick coal seam;Infrared spectrum;Spontaneous combustion;Spontaneous combustion three zones; Making nitrogen process

TD753

A

1000-4866(2016)06-0001-06

10.19413/j.cnki.14-1117.2016.06.001

2016-12-10

国家自然科学基金面上基金资助项目(51574148);国家国际科技合作专项项目(2015DFA61250);国家十三五重点研发计划课题(2016YFC0801608)

梁运涛，1974出生,男,河北晋州人,研究员,博士生导师.主要从事矿井通风防灭火及瓦斯防治方向的研究.