易自燃煤层（通用8篇）
易自燃煤层 篇1
1概述
河南能源常村煤矿主采煤层为2-1煤和2-3煤。煤层底板自下而上依次为底砾岩、砂岩、泥岩、灰质泥岩、伪顶为细砂岩、直接顶多为泥岩、老顶为泥岩。其中泥岩、炭质泥岩强度较弱,抗风化、抗水能力差,遇水后易膨胀、流变,造成巷道变形加快。巷道先后采用了锚网(索)喷、架36U型钢拱型支架以及锚网喷架联合支护等多种支护方式,都难以控制巷道变形,严重影响了矿井的安全生产。且巷道采用锚网(索)喷、支架U型钢拱型支架,施工掘进和修护工期较长、材料费用投入较高、工人劳动强度大、断面利用率较低、维修任务繁重。因此,为解决常村矿在复杂应力作用下的软岩巷道支护问题,提高掘进效率和经济效益,在矿井实际地质条件及目前支护现状的基础上,采用超前泄压、快速封闭,多次喷层等手段,使支护体的强度和柔韧性大幅度提高,通过1年多的应用,新支护的巷道状况明显改善,支护效果明显。
2施工工艺及流程
针对巷道及硐室受工作面采动影响程度大小不同,先后在常村煤矿21区21120石门、二水平皮带暗斜井等21条巷道、硐室采用超前泄压、快速封闭、多次喷层等手段;通过2次深度不同的注浆锚杆,形成了网络式注浆,充分发挥锚杆在厚煤层中的支护作用。在监测监控条件下,适时对围岩体实施复注浆措施,不断增强围岩体自身强度,恢复大支护圈体的工作阻力,实现巷道支护长期稳定。
工艺流程为:打超前泄压孔→掘进出巷道断面→实施第1次喷射混凝土→布置第1层次树脂锚杆→挂设钢丝绳→进行第2次喷射混凝土→布置第2次树脂锚杆→挂钢丝绳→进行第3次喷射混凝土→打注浆锚杆→进行第1次注浆→间隔一段时间→打第2次注浆锚杆→进行第2次注浆。
3主要支护材料及参数
支护所用的材料主要包括:高强锚杆、内注浆锚杆、钢丝绳、树脂锚固剂、空心快硬水泥药卷、水泥、喷射用混凝土等。
1)1层高强锚杆:长度2 250 mm,间排距700 mm×700 mm;2层高强锚杆:长度2 600 mm,间排距700 mm×700 mm;
2)顶帮1层注浆锚杆:顶、帮的注浆锚杆规格为Φ20 mm×2 000 mm,采用1/2″黑铁管制作,壁厚4 mm,杆体上顺序钻有Φ6 mm注浆孔。封孔采用快硬水泥药卷。巷道全断面布置注浆锚杆,间排距1 500 mm×1 500 mm。二次注浆锚杆:顶板的注浆锚杆规格为Φ22 mm×2 200 mm,(上部注浆眼的深度2 800~3 200 mm)帮的注浆锚杆规格为Φ22 mm×2 000~2 200 mm,间排距1 500 mm×1 500 mm。
3)底角注浆锚杆:底角注浆锚杆规格同顶部锚杆,排距1 500 mm,距离底板高不超过100 mm,下扎角度30°~45°。
4)喷射混凝土:初喷层厚度70~80 mm,复喷层厚度50~70 mm,配合比为水泥:黄砂:瓜子片石(1∶2∶1.5)。
4注浆参数
4.1注浆材料
注浆材料的科学选择是注浆技术中不可分割的部分,浆液的可注性及其凝结后的力学性能,是决定注浆效果的关键因素;而注浆材料的成本及浆液消耗量的大小又决定了注浆加固技术经济上的合理性。因此,注浆材料的选取是巷道注浆加固能否成功的先决条件之一。主要考虑下列原则:浆液的结石体最终强度高;浆液结石率高,与煤岩具有良好的黏附性;浆液流动性好,配比易调;浆液具有足够的稳定性;浆液成本低廉无毒无味。在实践中,通常采用普通硅酸盐水泥加水玻璃浆液。水泥选用42.5(525)#的普通硅酸盐水泥,水玻璃浓度应为45 Be、用量为水泥重量的3%~5%。浆液的水灰比一般为0.7∶1.0~1∶1.0。详细浆液配比如表1所示。
4.2注浆量
巷道围岩注浆效果的好坏,关键取决于能否做到合理注进浆液。由于围岩裂隙发育,松动范围的不均匀和围岩岩性的差异,围岩吸浆量差别较大。所以,本着既能有效加固围岩使之达到一定扩散半径,又可节省注浆材料和注浆时间的原则,为保证对单孔合理的注浆量,就需控制泵压,在围岩内泵压达到1.5~2.5 MPa时应停止注浆;根据相邻钻孔跑浆量的状况来决定是否停止注浆,相邻钻孔一旦跑浆,就要停止注浆;同时,为保证注浆质量,还要能随时可插孔复注。根据近几年注浆实践经验,实际注入量以每孔取4~8袋水泥(每袋水泥50 kg)的水泥浆液为宜。为防止注浆在弱面浆液扩散较远,造成跑漏,在控制注浆压力和注浆量的同时,必须控制好注浆时间,使之不宜过长。一般,单孔注浆时间取20~30 min为宜。
5应用效果分析
通过采用新的支护技术的应用,提升了巷道围岩岩体自身强度,改变围岩应力状态,主动有效地控制了巷道变形和保持巷道支护的稳定。在常村煤矿实施掘进及修复困难1 933 m巷道中,巷道稳定率达到98%以上,移变量在2%~5%以内;同比巷道节约成本6 199元/m,节约钢材1 700余吨,节约总费用1 198万元;同比新掘巷道施工速度提高1.5倍;经济效益明显。同时,矿井安全生产条件大为改善,设备运行、维护环境改善,开机率明显提高。当前,矿井原煤产量实现了大幅度增产,矿井产量比原来提升了30%,间接经济效益达2亿元;防灾抗灾能力明显提高,有力促进了安全生产。
摘要：常村煤矿巷道受地质条件及采动影响,采用了锚网(索)喷、架36U型钢拱型支架以及锚网喷架联合支护等多种支护方式,均难以控制巷道变形,严重影响了矿井的安全生产,通过采取超前泄压、快速封闭、多次喷层等多种支护手段,在实施掘进及修复困难的1 933 m巷道中,巷道稳定率达到98%以上,移变量在2%~5%以内,新支护的巷道状况明显改善,支护效果明显。
关键词：支护,注浆,软岩巷道,掘进
易自燃煤层 篇2
关键词：煤矿煤层 自燃发火 防治措施
煤层自燃主要是指暴露在空氣中的煤，在经历氧化放热之后温度逐渐升高，随着温度的不断升高，温度升高的速度也会越来越快，当达到着火点（300-500℃）的时候，煤层自身就会燃烧，这种现象就是煤层自燃。通常情况下，在煤层自燃发火的时候，需要经历潜伏期、自热期和燃烧期三个阶段。为了能够将煤层自燃现象有效防治，企业工作人员首先应该对煤层自燃发火规律进行充分掌握，并且要了解引起煤层自燃发火的因素，只有这样，才能够实现对煤层自燃的有效防治。
1 煤层自燃发火规律
就我国目前各个地区煤层自燃发火的统计资料和现场工作实践来看，煤层自燃发火的规律主要包括以下几点：
1.1 工作面上、下巷容易发火。在煤矿开采工作中，上、下巷的主要任务是负责工作面进回风和煤炭、物料运输，而且工作的时间相对较长。因支护强度达不到要求而且容易遭受采动的影响，很容易导致管道出现变形的现象，加之煤体出现破碎，在这种条件下，便很容易造成多处自燃发火。
1.2 与相邻巷道交叉处容易发火。由于煤矿工程设计的原因，工作面上、下巷道与相邻巷道上、下交叉，因交叉巷道布置在同一层煤中，因此二者之间的交叉间距较小，在这种情况下，就会导致两条巷道之间出现漏风的现象，从而引起煤炭自燃。
1.3 相对于平巷来说，倾斜巷道的采空区的自燃次数要多一些，自燃的地点大部分都分布在向斜轴部顶板应力集中带的已采区，发火的季节大多数发生在冬季，温度骤然下降时段内出现次数较多。
2 煤矿煤层自燃发火因素
2.1 回采工作面采空区自燃因素分析。根据氧化情况的不同，我们可以将采场分为氧化带、冷却带和窒息带三个层次。其中，冷却带和窒息带在开采过程中煤氧化所生成的热量不会储存很长时间，从而导致热量不会大面积积聚，因此，无论是冷却带还是窒息带，都不会有煤层自燃发火的现象发生。而氧化带则不同，相对于冷却带和窒息带来说，氧化带在采场中的空间位置会随着开采的进度逐步向工作面移动，与此同时，氧化带的宽度也会随着外界的条件而发生变化。当氧化带达到一定宽度的时候，回采工作面采空区就容易出现煤层自燃发火的现象。
2.2 两道两线自燃因素分析。在煤矿开采过程中，由于开采方式选择的不同，一些方法和容易导致远离煤壁的采空区部分出现上部松动、底部压实的现象，这种情况会导致采空区漏风主要经过上部松动的不燃性岩石空间，进回风道和停采线上，覆顶板由于煤壁的支撑作用呈悬壁梁状态，煤壁和煤柱附近空间相对来说比较疏松，形成漏风通道，加上又有浮煤堆积。随着时间的不断推移，这种现象也会越来越明显，此外，老顶弯曲还会不断加大，悬壁梁状态跨度也会不断减小，矿山压力不断增高，区段煤柱以及附近密闭逐渐造到破坏，使漏风从小到大逐渐增加，在风流从小到大增加过程中，必然有适合煤炭自燃的风流存在，只要此种风流存在的时间足够，煤炭就能够自燃。
2.3 季节性自燃因素分析。通常情况下，煤层自燃发火现象在冬季的发生次数要比其他季节多，这主要是各个季节气候特点不同所导致的。冬季相对于其他季节来说，地表空气较为寒冷干燥，井下特定深度的煤层温度在这个季节要高于地表的温度，在这样的条件下，一旦有风从井巷进入，那么就会导致煤层的气温不断上升，湿度也会进一步减小，久而久之，井下特定深度内的空气就会越来越干燥，这种干燥的空气一旦流入氧化带，就会造成热量积聚，随着时间的推移，这种热量越来越强，就会导致煤层自燃发火的现象发生。
2.4 倾斜巷道自燃的影响因素分析。倾斜巷道氧化区温度变化，导致自燃风压对漏风风流产生影响，漏风为下行风时，氧化区温度升高，自然风压呈现浮力效应，使氧化带漏风减小，温度降低，在降温的作用下，节流效应大于浮力效应，又出现增加漏风的趋势，使漏风流向和风量频繁变化，使氧化区的空气与热能不断与附近区域交换，预热附近煤炭的同时也获取了氧气，氧化生热持续发展并能形成热量积聚，也有利于煤炭自燃。在向斜轴部顶板应力集中带区段煤柱采空区密闭破坏重，易于漏风，自燃发火率自然就高。
3 煤矿煤层自燃发火的防治措施
3.1 采煤工作面两道两线的自燃防治措施。采煤工作面两道两线是自燃发火的主要地点，因此对其自燃防治措施也得到了相关部门的高度重视。由于采煤工作面两道两线本身存在的特点，导致其在防治措施的采用上存在一些困难。因此，在实际实施过程中，仍然要在回采过程中进行防治。首先，为了能够有效防止进回道自燃，工作人员在回采的时候应该在采空区两道构筑防火墙垛并进行注浆，一般来说，防火墙垛的厚度应该不低于0.5米，宽度不少于5米，高度则应该根据煤层的实际情况来合理设置；其次，要在采空区两端端头填充胶体材料。这样做是为了防止由于采空区两端头处的泥浆难以填充严密所形成漏风通道而引起的煤层自燃，由于所填充的胶体材料具有很强的吸水膨胀性和固水性，能够很好的将漏风堵塞，并且具有很好的效果。最后，采煤工作面两道两线的自燃防治措施包括沿空掘进的时候，必须要技术对采空侧进行封堵，并且要进行定期检查，一旦发现有漏风的现象，要及时采取有效措施将其处理。
3.2 采空区自燃防治措施。采空区自燃防治措施可以从3个方面进行考虑，首先，可以根据采空区自燃发火的具体情况采用喷洒或者汽雾阻化剂来对煤层自燃进行防治。阻化剂是一些吸水性很强的盐类，能够降低煤体的温度，阻止煤炭自燃。其次，还可以采用煤层超前注水风流净化的方法进行防治，这种方法是抑制煤尘产生的最有效的方法，目前在处理煤层自燃发火中得到了广泛应用。最后，采空区自燃防治措施还可以在根据采煤工作面的实际情况实施下行通风。一般来说，风压的方向都是向上的，在这种情况下实行下行通风，能够有效阻止采空区漏风，从而能够阻止氧化带的热量积聚，避免煤层自燃的现象发生。
3.3 煤柱巷顶自燃防治措施。对于煤柱巷顶自燃发火防治，可以根据煤层的具体情况，采用喷涂堵漏措施，充填适当的防火材料进行处理。
4 结语
综上所述，随着煤矿企业在我国经济体制建设中地位的不断提升，煤层自燃发火现象的防治也成为了相关部门所高度重视的一个问题。由于煤层自燃发火本身具备主动性，因此，相关工作人员一定要充分掌握煤的自燃所要经历的过程以及自燃的影响因素和条件。然后，采取针对性技术措施进行防治，以此来保证矿井无自燃隐患。
参考文献：
[1]吴博，巩振荣.横河煤矿煤层自燃发火因素分析及防治措施[J].煤矿现代化，2012（05）.
[2]周心权，邬燕云，朱红青，吴兵.煤矿灾害防治科技发展现状及对策分析[J].煤炭科学技术，2002（01）.
[3]王士涛.白集煤矿煤层自燃潜在因素及防治措施[J].煤炭科技，1994（01）.
易自燃煤层 篇3
关键词：15号煤,自然发火起因,防灭火,防治技术
古书院矿位于山西省晋城市城北, 与市区相连。隶属于山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司下属的晋城蓝焰煤业股份有限公司, 井田面积25.418km2, 可采煤层为3号、9号、15号煤层。矿井投产至今, 主要开采3号、9号煤层。截止2007年底, 3号煤层回采结束, 9号煤层还剩可采储量720.4万吨, 15号煤层资源储量5265.3万吨。
为保证矿井水平正常接替, 实现可持续发展, 确保矿区稳定, 继续发挥现有固定资产的投资效益, 同时为了给山西晋城煤业集团煤化工产业发展局控股经营的多个化工生产厂家和煤制油项目提供原料煤, 晋城煤业集团经认真研究, 在不增加矿井生产能力的前提下, 拟实施古书院矿15号煤层开拓延深工程, 开采15号煤层。
根据山西省煤炭工业局综合测试中心提供的检验报告, 该矿15号煤层不具有爆炸危险性, 自燃倾向性为Ⅲ级不易自燃~Ⅰ级容易自燃煤。15号煤采煤方法选用长壁工作面一次全采高综采工艺, 掘进采用综掘工艺。
1 煤层自然发火起因
1.1 防灭火技术
目前我国煤矿煤层开采时期采用的火灾防治技术措施, 从总体上说有惰化、阻燃、堵漏、降温及其综合防治技术, 共同发挥作用来实现防灭火的目的。
1.2 煤体自燃的起因
1.2.1 煤自燃的发生和发展是一个极其复杂的动态变化的物理化学过程, 其实质就是一个缓慢地自动放热升温最后引起燃烧的过程。
该过程的关键有两点:一是热量的自发产生;二是热量的逐渐积聚。大量的研究工作发现煤的自燃主要是由煤的氧化作用放出热量而引起, 煤与空气接触后首先发生煤体对氧的物理吸附, 之后又发生煤氧化学吸附和化学反应, 同时放出热量, 在一定的蓄热环境下, 煤体不断地氧化、放热、升温, 当煤温超过临界温度后, 煤体继续升温, 达到煤的着火点温度, 最终导致煤体燃烧。
1.2.2 巷道在掘进过程中, 煤体暴露于新鲜空气中, 在采动压力作
用下受压而破碎、离层, 风流在各种动力作用下渗透进入煤体, 使煤体氧化放热。当煤体放热速率大于周围环境散热速率时, 引起升温, 最后导致自燃。
1.3 煤层自然发火的原因分析
1.3.1 所开采煤层本身具有自燃倾向性, 且属于一、二类自燃等级。
1.3.2 综采面开采煤层厚度大, 顶煤的回采率较低, 采空区遗煤较多, 为自然发火提供了物质条件。
1.3.3 采空区顶板冒落的高度大, 采空区在短时间内不能及时充满压实, 造成采空区漏风通路多, 并且漏风量较大。
1.3.4 由于产量高, 使工作面配风量增大, 导致采空区氧化带范围增大, 氧化带内漏风量也增加, 为煤炭自燃提供了充足的氧气。
1.3.5 两端头的顶煤不回采, 使两端头遗煤大量堆积。加之适量的漏风成为自燃火灾的隐患。
1.3.6 在回采期间, 因采放工艺或设备之间配合不协调, 或因机电故
障, 或因过断层带等, 造成工作面推进速度非常慢, 甚至停采, 为采空区自燃提供了时间条件。
2 古书院矿15号煤的自燃防治技术
2.1 开拓开采方面
2.1.1 从工程设计入手合理布置巷道。
2.1.1. 1 合理确定巷道位置。
开采有自燃倾向性的煤层, 尤其是自燃倾向性较严重的厚煤层, 主要进回风巷、采区进回风巷和一些服务时间较长的区段进回风巷道, 在布置巷道时, 应根据围岩岩性、矿压大小和支护方式等因素, 综合权衡后合理确定其位置。古书院矿15号煤层主要开拓巷道、盘区巷道均采用两进一回, 设专用回风巷, 巷道、硐室工程均采用锚喷支护。
2.1.1. 2 合理确定巷道的断面形状、大小和支护方式。
古书院矿15#煤工作面顺槽选用锚网联合支护, 为不燃性材料。选用一次采全高综采回采工艺, 金属支架支护。并对巷道周边煤体暴露面和冒落、空隙区喷浆、充填惰性材料封闭隔氧堵漏, 降低其自然发火的可能性。
2.1.1. 3 布置专用回风巷。
每个采区的回风巷按照《煤矿安全规程》的规定, 布置一条贯穿全区的专用回风巷, 各个区段通过回风石门或局部联络巷与其连通, 这样可减少井下发生煤层自燃灾变时灾害的波及范围, 又提高了矿井防煤层自燃灾害的能力。
2.1.2 选择合适的采煤方法减少或消除采空区的遗煤自然发火。
综采工艺回采速度快, 生产集中, 在相同的条件下, 碎煤体不仅暴露触氧时间短, 而且面积较小, 所以自然发火机率较小。
2.1.3 工作面开切眼形成后, 立即对切眼围岩喷洒阻化剂, 防止切眼煤层自燃。
回采开始后, 喷洒阻化剂随回采班进行, 同时定期检测阻化剂阻化率及时调整阻化剂配比及材料, 以适应煤层阻隔燃要求。
2.2 通风方面
2.2.1 合理确定工作面的通风量。工作面为后退式回采, 减少了采空区漏风。
2.2.2 调节风门、风门、风墙和风桥等通风设施, 设置在围岩坚固、稳定的煤柱内, 并处于均压状态。
避免引起采空区或附近煤柱裂隙使漏风的增大。
2.2.3 15号煤所有盘区和采煤工作面巷道口构置防灭火门, 防灭火门处于常开位置。
2.3 监测监控方面
根据需要在采掘工作面设置甲烷传感器、风速传感器、温度和一氧化碳传感器。矿井生产过程中, 加强防火监测工作, 配备氧气测量报警仪、多种气体检定器进行人工巡回检测气体成份, 防患于未然。
2.4 防灭火方面
2.4.1 为防治工作面采空区遗留浮煤自然发火, 采取喷射阻化剂措施。
选用我国煤矿常用机动性喷洒压注系统。这种系统是将喷洒压注设备和阻化剂溶液池安装在矿用平板车上, 采用电动或气动方式喷洒压注阻化剂。
2.4.2 矿井目前建有2个地面静压水池, 一个是西风井地面静压水池, 水池容量为600m2;
东风井地面静压水池, 水池容量为300 m2, 矿井总的水池容量为900 m2, 采用静压供水方式。管路经东、西风井安要求连接到各用水点, 管路规格及布置参见防尘防灭火系统图。
2.4.3 井下主要机电设备硐室, 如井底中央水泵房、变电所的通道内均装设了防火栅栏两用门。
井下爆炸材料库、发放硐室等通道内装设有抗冲击波活门、抗冲击波密闭门、独立回风通道装设包铁皮的调节风门。在15号煤层东、西两翼各布置有井下消防材料库, 并配备了足够的防灭火材料和用具。
3 结论
目前, 各矿区的煤层条件、瓦斯和自然发火等级都不尽相同, 因此, 只有结合各矿的条件和特点, 因地制宜地采取综合防灭火技术措施, 并加强管理, 才能有效地保障综采面的安全生产, 实现高产高效。
参考文献
易自燃煤层 篇4
耿村矿 (2-3) 13130工作面位于东三采区进风行人下山东翼, 工作面北部、南部均为未采动的2-3煤实体。工作面煤层厚度3.5～17.5 m, 倾角12°。2-1煤与2-3煤在工作面中部已合并。该面走向长1 020 m, 倾斜长125 m。煤层自然发火期为1个月, 最短仅为14 d。该面采用走向长壁采煤法回采, 综合机械化放顶煤一次采全高, 全部垮落法控制顶板。该面采用U型通风方式, 上行通风, 工作面设计风量800 m3/min。
2工作面瓦斯涌出规律
2-3煤瓦斯含量2.0 m3/t, 原始瓦斯压力0.35 MPa, 透气性系数为0.74 m2/ (MPa2·d) , 钻孔流量衰减系数114.3 d-1。在未回采前, 瓦斯在压力作用下, 以游离状态和吸附状态赋存于煤层而被压缩, 由于煤层透气性极差, 瓦斯通道不畅, 以吸附状态存在于煤层中的瓦斯难以解吸, 所以预抽工作面瓦斯很困难, 为极难抽放煤层。回采及放顶后, 煤的暴露面积增大, 一部分瓦斯残存于煤体外, 其余部分迅速解吸, 释放出来, 涌向工作面;而采空区高浓度瓦斯在采空区风流作用下也大量涌向工作面。
(2-3) 13130工作面在回采初期, 回风流中瓦斯浓度常在1%左右, 并时有超限, 上隅角瓦斯浓度常在2%～4%。工作面初期配风量为800 m3/min, 后逐渐增加到1 100 m3/min。该面生产期间绝对瓦斯涌出量为10～14 m3/min, 瓦斯涌出量较高。
为掌握工作面瓦斯来源及涌出规律, 在工作面每隔10架设3个测定点, 即煤壁处、行人道、后刮板机处, 并针对不同工艺时进行了测定, 其结果为:
(1) 本煤层涌出量为3.07 m3/min, 从采空区涌出的瓦斯量为8.93 m3/min, 分别占25.59%和74.41%。在检修班, 工作面本煤层瓦斯涌出量为2.09%, 占19.33%, 采空区涌出的瓦斯量为9.31 m3/min, 占81.97%。也就是说:工作面本煤层瓦斯涌出量远远小于采空区涌出的瓦斯量, 采空区瓦斯涌出量较大。生产班工作面瓦斯涌出量有所增加, 比检修班总量增加0.5 m3/min, 增加幅度不大, 但采空区瓦斯涌出量没有明显变化, 说明总量的增加主要是煤壁和落煤瓦斯量增加造成的。
(2) 空区瓦斯涌出量有不均衡性, 在顶板初次来压、周期来压、过构造带引起的顶板大面积垮落, 会导致采空区瓦斯大量涌入, 造成上隅角和回风巷瓦斯浓度升高。
(3) 工作面瓦斯浓度从进风侧至回风侧逐渐增大, 瓦斯主要积聚在工作面上部10～20 m范围内。靠近回风隅角从采空区返回的风量最大, 带出的瓦斯量也最大, 这是上隅角附近瓦斯浓度增高甚至超限的原因。
3高位钻孔抽放可行性分析
根据对瓦斯涌出规律的分析, 该面采空区的瓦斯涌出是造成瓦斯超限的主要原因, 瓦斯超限区域主要为上隅角及回风巷回风流, 因此最初采用上隅角插管抽放采空区, 抽放浓度为10%, 流量为20 m3/min, 抽排纯瓦斯2 m3/min, 仍有8～12 m3/min瓦斯需要风排, 造成回风巷和上隅角瓦斯仍时有超限。根据瓦斯很容易进入采空区内冒落带和裂隙带的特点, 对该面采用高位钻孔和上隅角插管抽放瓦斯相结合的方法来治理瓦斯。
由于2-3煤层的硬度系数f=2～3, 上覆岩层的硬度系数f=5～8, 说明煤及顶板岩石能较好打钻成孔, 且容易打钻施工。另一方面, 顶板岩层容易折断坍塌成悬崖及裂隙, 给高位钻孔抽放创造了良好条件。但该煤层自然发火期为1个月, 最短仅为14 d, 所以抽放过程中抽放钻孔发火及采空区发火是高位抽放的难点。从该矿以往综放面开采的经验来看, 月推进度一般不大于40 m, 而该矿自燃带一般在10～20 m, 故采空区发火的可能性不大。而从高位钻孔利用周期来看, 抽放钻孔发火可能性比较大, 但如果加强观测, 当出现发火征兆即停止该孔抽放, 从理论上讲是可行的。
4高位钻孔抽放实施
高位钻孔抽放就是在顶板裂隙带中施工高位钻孔并与瓦斯抽放管路连接形成抽放系统, 在矿井自然负压及抽放泵负压的共同作用下, 使瓦斯沿着裂隙涌出到抽放钻孔内, 再被抽到总回风巷的方法, 能够大大降低工作面瓦斯涌出, 消除安全威胁。
4.1钻场及钻孔布置
(1) 钻场参数。
根据耿村矿现有钻探能力及钻机实际情况, 沿13130工作面回风巷自里向外每隔50 m, 在回风巷下帮开设1个钻场。钻场规格:长4.5 m, 宽3 m, 高2.2 m, 高于底板0.5 m。钻场和钻孔布置如图1所示。
(2) 钻孔参数。
根据钻机情况采用Ø75 mm钻杆, 钻孔长度一般在100 m。另根据矿压理论和统计资料, 13130工作面顶板裂隙带高度10～25 m, 瓦斯积聚在工作面上部20 m范围内, 钻孔布置与之相适应, 据此确定钻孔垂距和距回风巷的平距。
每个钻场内呈扇形布置8个Ø75 mm钻孔 (编号为A、B、C、D、E、F、G、H) , 钻孔参数见表1。钻孔开口水平间距0.3 m, 距底板1.0～1.5 m, 第1个钻孔距回风巷巷帮0.5～1.0 m;钻孔落底范围控制在距回风巷15～20 m、距煤层顶板12～20 m范围内。随着煤层变化, 可适当调整采用聚氨酯封孔, 封孔长度不少于4 m。在两钻场交替时, 下钻场A—F孔, 终孔位置选在直接顶刚垮落, 基本顶裂隙发育不完全, 抽不出高浓度瓦斯处;而上一钻场A—F孔由于孔底落高太小, 无利用价值。此时, 利用大仰角G、H孔可抽出高浓度瓦斯, 解决了钻场交替时瓦斯超限问题。
4.2钻场接替
前后相邻钻场的钻孔平面重叠距离, 是高位抽放的关键因素之一, 它与顶板岩性、基本顶垮落步距有关。通过现场观察, 当后一个钻场的钻孔超过前一个钻场30～40 m时, 工作面回风流和上隅角瓦斯无大的变化, 抽放量稳定。
5注意事项
对于极易自燃煤层进行高位钻孔抽放瓦斯, 必须加强对CO、温度等的监测, 若有发火征兆, 必须采取措施:①在下隅角砌土袋墙, 以减少向采空区的漏风;②在运输巷敷设注氮管路向采空区注氮气;③在回风巷敷设注浆管路向采空区注阻化泥浆;④单孔内如果检测出CO, 并有上升趋势, 必须立即关闭该孔停止抽放, 并加强上隅角注浆等防灭火工作。
6瓦斯抽放效果
高位抽放实施后, 单孔瓦斯浓度达40%, 单孔流量5～7 m3/min, 主管路抽放流量稳定在20～27 m3/min, 主管路抽放浓度一般为25%。上隅角抽放管路中瓦斯浓度5%～7%, 流量为20 m3/min, 瓦斯纯流量为 9.20 m3/min, 回风巷及上隅角瓦斯浓度明显下降。回风巷及上隅角瓦斯浓度稳定在0.4%～0.6%和0.6%～0.8%, 保证了工作面安全生产。从抽放过程来看, 所实施的30多个高位钻孔未发生自然发火情况。
摘要：极易自燃、极难抽放煤层瓦斯治理非常困难, 根据工作面瓦斯涌出规律分析了高位抽放钻孔的可行性。通过实施高位钻孔抽放, 取得了良好的抽放效果, 保证了工作面的安全生产。在实施科学合理的措施后, 未发生自然发火现象。
易自燃煤层 篇5
关键词：易自燃煤层,防灭火,综合治理
1 矿井概况
青岗坪煤矿设计生产能力120万吨/年, 设计服务年限51.7年。矿井采用斜井单水平开拓。开采方法:走向长壁综合放顶采煤法。
所采煤层为4-2号煤层, 煤种为变质程度较低的长焰煤-不粘煤, 煤层中丝炭含量相对较高, 反映了成煤环境为弱氧化环境, 亦是引起煤层自燃的导火索。
2 防灭火综合治理技术
2.1 发生CO高浓度事故工作面概况
42101综放工作面位于矿井一采区西翼, 工作面走向长度1680m, 倾斜长度150m, 煤层平均厚度为7.5m, 倾角4~6°, 工作面两顺槽及切眼掘进期间未发现断层等地质构造。采高3m, 放煤高度4.5m。
该工作面自2012年12月25日开始回采以来, 上隅角挡墙内CO气体很稳定, 一直变化在0~70ppm。2013年11月13日-15日, 上隅角挡墙内CO气体在70~90ppm之间变化, 较以前有所异常, 11月16日上隅角挡墙内CO气体达到260ppm。11月17日, 上隅角挡墙内CO气体浓度升高到280ppm, 11月18日达到500ppm, 随后几天, 上隅角挡墙内CO气体浓度急剧上升, 最高达到750ppm, 同时工作面回风流中也出现了CO气体, 最高达到15ppm, 工作面60#~99#支架尾梁均出现了CO气体, 其浓度为10~550ppm之间。
2.2 工作面CO高浓度原因分析
(1) 所采4-2号煤层为易自燃发火煤层。实验室对工作面所采的4-2号煤层的自然发火倾向鉴定表明, 吸氧量为6.8cm3/g, 接近于Ⅰ类易自然发火煤层的7.0cm3/g的吸氧量, 表明极易自然发火, 接近I类自然发火煤层。
(2) 未处理好采空区瓦斯抽放与防火的关系。42101工作面自回采以来, 工作面瓦斯涌出量较高, 从思想上重视了瓦斯的防治工作, 采用了上隅角气室抽放、高位钻孔抽放、煤层预抽和采空区埋管抽放等防瓦斯措施。由于采空区对瓦斯的过度抽放, 造成了采空区的大量漏风, 使采空区的氧化带变宽, 采空区的浮煤在其最短自然发火期内未能进入窒息带, 因而发生了浮煤剧烈氧化, 产生高温。
(3) 采空区内油气污染浮煤增加了浮煤的自然发火性。42101工作面在回采时, 不时有油气下泄到工作面, 根据对油气污染煤样的研究, 其吸氧量比未被污染时增加了30%, 表明42101工作面采空区油气下泄增加了采空区浮煤的自然发火性。
(4) 工作面上、下隅角冒落不充分。由于工作面进、回风顺槽均为锚杆锚网支护, 从两道掘进形成以来, 两顺槽顶板没有下沉等变化, 因此造成工作面上、下隅角均冒落不好, 造成了采区进风侧的严重漏风, 使采空区的氧化带较宽, 浮煤易氧化自然发火。
(5) 矿井的防灭火能力达不到到应急防火的标准。42101工作面上隅角挡墙内出现200ppm CO气体浓度后, 矿井即加强了注氮和采空区堵漏的防火措施, 但是由于矿井的制氮机能力2×600m3/h是按工作面防火设计, 如果是抑制采空区剧烈氧化浮煤的氧化, 则注氮能力需增加1倍, 如果是灭火, 则注氮能力需增加2~4倍, 注氮应急能力明显不够。
2.3 综合治理技术
(1) 加快工作面推进度。从11月21日中班开始到11月25日早班结束, 累计连续推进26.4米, 在架后形成了一道严密的隔离墙。
(2) 上下隅角封堵, 减少老塘漏风。11月23日夜班, 在上下隅角同时采用了高分子聚合材料密闭充填技术进行封堵。24日中班, 再次采用类似方法对上下隅角进行了封堵。
(3) 加大注氮量。现场采用了埋设3根2寸管路、以25米为一次交替迈步的方式向采空区注氮, 地面两台注氮机同时开启来达到注氮效果。
(4) 工作面实行半均压通风。在工作面回风顺槽附近进风联络巷安装一台2×15Kw局扇, 通过φ600㎜风筒引到工作面上隅角约2-3米的位置, 并在回风顺槽挂两道风幛增加风阻, 这样处理后, 工作面运输顺槽的风量从1090m3/h降到820m3/h, 减少了采空区漏风, 同时回风顺槽的风量没有显著减少, 保证了风排瓦斯量。实行半均压通风后, 回风侧的负压降低, 有利于采空区氮气的保存, 有利于降低采空区的氧浓度。同时也有利于采空区CO气体的流出。
(5) 1-40#支架挂风帘减少漏风。用风帘沿1号支架后立柱拉到40号支架后立柱, 将支架后立柱全部挡住, 减少采空区漏风。
(6) 采取工作面下隅角放炮强制放顶。在下隅角打炮眼装药强制放顶, 顶板垮落, 减少了采空区漏风。
2.4 效果
11月23日20时, 工作面防治CO气体超限的所有措施全部到位, 工作面上隅角挡墙内的CO气体趋于平稳, 并从750ppm逐渐下降, 至24日8时, 下降到320ppm, 证明采空区高温点已被控制, 工作面防治CO气体超限措施取得了阶段性成果。25日9时至26日15时, 工作面上隅角挡墙内CO气体浓度下降到20ppm以下, 说明采空区高温点已经进入窒息带, 抑制工作面CO气体超限取得了成功。
3 结语
此次CO高浓度事故处理时间历时四天, 通过综合运用各类技术手段, 取得了明显的效果, 直接验证了方法的正确性。
下一步要采取可靠的采空区自燃发火预测预报手段, 通过瓦检员每班观测、现场取样分析和完善束管系统等措施提高防灭火工作的准确性。
易自燃煤层 篇6
关键词：综采放顶,密闭,防灭火
1 清水营煤矿概况
1.1 矿井基本概况
清水营煤矿位于位于鸳鸯湖矿区北部, 井田面积77平方公里。矿井设计生产能力1000万吨/年, 分两期建设, 一期建设规模为500万吨/年, 2008年10月投入试生产。矿井投产初期通风方式为中央并列抽出式通风。
1.2 综放工作面基本概况
110201综放工作面位于矿井北翼, 倾斜长度97m, 走向长度1100米, 埋深110~208米。煤层厚度5.40~6.20m, 煤层倾角22~27°。工作面采用走向长臂后退式综采放顶煤采煤法, 设计采高2.8m, 放煤高度2.6m。经煤科总院重庆分院分析化验, 煤层自燃倾向属一类, 最短自然发火期44天, 有爆炸危险性, 绝对瓦斯涌出量为0.052m3/m in, 工作面采用U型通风系统, 上行通风, 配风量为710m3/m in。如图2-1所示。
工作面开采的2#煤层顶底板岩石坚固性差, 抗水浸能力极差, 为“三软”煤层, 风、机两巷顶板压力较大, 为提高运输效率, 机巷每隔200米布置一条与辅运巷相连通的运输联络巷。
2 密闭防灭火设计
2.1 问题的提出
综放开采工艺开采强度大, 围岩压力较大, 顶底板松软强度低且淋水较大, 在采后的联络巷或风、机两巷采用普通的封闭防灭火措施易出现闭墙变形裂缝、顶板破碎、措施管孔失效等问题, 导致采空区漏风引起自燃发火或积水压力冲垮密闭。
2.2 有针对性的密闭防灭火技术
2.2.1 密闭结构的选择
选择构筑材料承压性好, 闭墙结构抗压强度高并具有一定挡水强度的双墙充填密闭进行永久封闭。
2.2.2 密闭间充填材料的选择
由于传统的黄土、沙浆充填方法存在强度低、密封性差、施工不便等不利因素, 故选择瑞米密闭Ⅱ号无机矿物粉体作为充填材料, 该材料施工后形成的密闭墙体具有较高的抗压强度和适当变形性, 动压作用下不开裂, 抗冲击性强, 同时施工方法简单、快捷。
2.2.3 措施管孔的布置
1) 预留反水池并在墙体下部布置2根∮159m m的泄水管, 带阀门。
2) 沿底板至采空区预留1根∮108m m焊管做注氮管。
3) 在闭墙中上部预留1根∮54m m焊管做观测管。
2.3 110201综放面密闭设计
110201综放工作面采后与其采空区相连通的巷道有7#、5#、3#、1#、0#联络巷及风、机巷, 所有的密闭均设计采用双墙充填密闭进行永久封闭, 如图2-2所示。
2.3.1 密闭主要技术要求
墙体砌筑材料:混凝土预制块、水泥、沙子、瑞米材料等。
墙体参数:里墙厚0.5m, 外墙厚0.8m, 掏槽深度不小于500mm且见硬棒硬顶硬底, 闭墙间距3m。
管孔设计:∮108mm注氮管通过两墙沿巷道底板敷设至采空区内, 管头2m制作为花管;∮159mm泄水管高度为距底板200mm处, 穿过两墙预留长度3m;∮54mm观测管内预留∮10mm束管一根。
2.3.2 施工注意事项
1) 为防止采空区积水影响密闭质量, 密闭施工必须按要求掏楔形槽, 顶、帮槽不小于500mm, 底槽见硬底 (底槽必须用混凝土浇注, 厚度不小于300mm, 掏槽不符合要求不得施工密闭) 。
2) 泄水管必须安装阀门, 管头用金属网制作过滤网, 闭前砌筑反水池, 并保证反水池内放满水不漏风。
3) 为加固闭里、闭外顶板, 防止顶板垮落造成密闭漏风, 在靠里侧密闭前架设“井”字型木垛, 并在外侧密闭前打1排点柱, 间排距1m, 点柱直径不小于φ180m m。
4) 施工密闭必须严格按设计和质量要求进行, 杜绝出现空缝、重缝、裂缝等现象, 沙浆要饱满, 墙体要平整, 抹面厚度不小于20mm并在墙体四周套有宽度不小于100mm的裙边。
5) 充填瑞米材料是必须确定密闭已凝固结实, 瑞米材料充填必须由厂家技术人员现场技术指导, 确保配比合理准确, 效果可靠。
2.4 采空区防灭火措施实施
1) 工作面封闭以后, 利用预留的措施管孔向采空区大量注氮, 注氮量以采空区内的一氧化碳浓度变化为依据确定。
2) 工作面封闭后, 利用预留的密闭措施孔, 向采空区大量灌注复合胶体或灌浆, 直到消除自然发火隐患为止。
3 密闭防灭火效果分析
110201工作面所有封闭的密闭均设置防灭火观测点, 每周对密闭内、外气体成分及空气、出水温度进行检测一次, 并定期利用束管监测系统采样化验闭内气体成分。同时, 每周对密闭外观和闭墙围岩压力状况检查进行详细检查, 并利用墙体预留的观测管结合“U”型水柱计观测密闭内、外压差变化情况。抽点检查110201工作面密闭气体成分及温度测定情况见下表1:
由表1可以看出, CO及稀缺类自燃发火标志性气体均为“0”, 出水温度较低且稳定, 从氧气浓度和压差来看, 密闭封堵效果非常理想, 基本无漏风, 也未发现其他自然发火征兆, 由此可以判定密闭墙内及采空区无自燃发火异常。
同时对密闭外观和闭墙围岩压力状况检查发现, 闭墙完好, 无异常。
4 结论
通过对清水营煤矿110201综放工作面的密闭防灭火实践, 验证了在易自燃厚煤层综放工作面, 尤其是在特殊地质条件下采取有针对性的双墙充填密闭防灭火技术是可行有效的, 也是十分有必要的。清水营煤矿作为鸳鸯湖矿区第一座投产矿井, 密闭防灭火技术的成功应用和取得良好防火效果, 将为鸳鸯湖矿区即将投产的矿井提高宝贵的借鉴经验和技术依据。
参考文献
[1]中华人民共和国安全生产行业标准.
[2]AQ1044-2007矿井密闭防灭火技术规范.
易自燃煤层 篇7
1 矿井设计概况
李阳煤矿设计采用斜井—立井单水平上、下山开拓, 增设一副立井担负矿井的辅助提升任务, 增设一回风立井担负矿井初期回风任务, 利用现有混合提升斜井作为主斜井, 现有回风斜井作为进风斜井;井下沿15号煤层布置4条大巷, 投产采区为一双翼开采下山采区, 采用走向长壁后退式采煤法, 全部垮落法控制顶板;以1个采区、1个综采放顶煤工作面保证矿井设计生产能力;矿井通风方式初期为中央并列式。
2 煤的自燃条件分析
2.1 煤岩特性
(1) 从煤的炭化程度分析。15号煤为贫煤、无烟煤, 挥发分平均13.22%, 浮煤平均10.75%, 为低挥发分煤, 自燃倾向性较大。
(2) 从煤岩成分分析。15号煤呈黑色, 半亮—光亮型煤, 油脂光泽, 显微组分中镜质组占85%, 半镜质组占2.8%, 丝质组占12.2%, 具有自燃危险性。
(3) 从煤的含硫量分析。15号煤原煤硫分在1.12%~3.95%, 平均2.04%, 属中硫—高硫煤, 自燃倾向性较高。
(4) 从煤的破碎程度分析。15号煤层为块状及水平层状构造, 比较疏松, 煤的氧化表面积大, 煤层自燃危险性较大。
2.2 赋存条件
15号煤层为缓倾斜—倾斜厚煤层, 煤层厚度大, 易于局部储热;井田东部有隐伏露头, 露头煤垂深30~50 m之内均不同程度遭到风化和氧化, 再者东部断层较多, 落差较大, 开采时容易形成通达地表的裂隙、漏风通道, 利于煤层自然发火。
2.3 开采技术条件
15号煤层采用综采放顶煤开采, 容易造成采空区遗煤多、漏风大, 给煤层自燃提供良好条件, 增加自燃的可能性。因此, 易发生自燃的区域为工作面“两线、两道”, 即工作面始采线和终采线, 进风道和回风道。此外, 松散岩石的热导率很低, 垮落的岩石包围浮煤后, 浮煤产生的热量也不易散发, 发火概率较大。
3 火灾的预测预报
煤层火灾监测与早期预报是矿井火灾预防与处理的基础, 是矿井防灭火的关键[1]。因此, 设计该矿井配置1套 (24路) 矿用火灾预报束管监测系统。地面煤仓设1个监测点, 预留3路, 其余20路通过主斜井井筒下放至各监测点。通过束管取样, 对井下任意地点的O2、CO、C2H4等气体含量实现24 h连续循环监测, 及时预测预报发火点的气样变化, 为煤矿自燃火灾和矿井瓦斯事故的防治工作提供科学依据。以CO、C2H4、C2H2气体作为自然发火的预报指标气体。
3.1 监测点设置
(1) 工作面布置2个监测点, 其中1个测点布置在工作面两巷, 距工作面15~20 m, 另1个测点布置在工作面上隅角, 随工作面开采而移动。
(2) 在15号煤层回风大巷布置1个采区回风监测点。
(3) 采空区监测点布置在工作面进、回风巷远离工作面侧, 随工作面推进埋入采空区, 1个工作面布置3个测点 (2个随工作面推进埋入采空区, 1个布置在回风巷内随工作面推进向前移动) 。工作面采空区束管埋设如图1所示。
(4) 井下每个水平煤仓上方各设1个煤仓监测点。
(5) 布置井下临时机动监测点4个, 主要根据矿井工作面实际生产情况、采空区情况临时设置。
3.2 监测内容
监测点主要监测气温、风量和采集气样等, 以便提供分析数据, 采集的所有气样通过束管管路送至地面进行自动分析。
4 防灭火方法
根据《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》 (AQ1055—2008) 规定, 设计确定采用以黄泥灌浆为主, 井下注氮、注二氧化碳、喷洒阻化剂为辅的防灭火措施[2,3]。
4.1 黄泥灌浆防灭火
李阳煤矿为大型矿井, 所需灌浆量大, 井下采区生产集中, 取运土距离较远, 故设计采用集中灌浆系统。初期在中央风井场地设地面集中灌浆站, 站内建2座泥浆池, 单池有效容积60 m3, 外形尺寸 (长×宽×深) :19.90 m×1.25 m×2.80 m。每座泥浆池配2台泥浆泵、1套叶片式泥浆搅拌器和1套笼式泥浆搅拌器, 采用机械搅拌制浆工艺, 制好的泥浆通过输浆管路由风井送到井下各灌浆地点。
李阳煤矿15号煤层自然发火期短, 设计采用随采随灌的灌浆方法, 采煤工作面推进的同时向采空区灌注泥浆。在采空区预先铺好灌浆管 (一般预埋5~8 m长的钢管) , 预埋管一端通采空区, 一端接胶管, 胶管长度一般为20~30 m, 随工作面的推进, 用回柱绞车逐渐牵引灌浆管, 牵引一定距离灌一次浆, 要求工作面采空区能灌到足够的泥浆。设计在巷道低洼处设置积水点, 并配备有小水泵, 将灌浆涌水排放到采区下山。
4.2 井下注氮防灭火
(1) 制氮设备选型。李阳煤矿大多为综放面开采, 采空区为高顶高冒, 丢煤多、空间大, 单独采用灌浆措施难以达到防火效果, 需要对采空区进行全方位惰化, 抑制高顶高冒区的氧化自燃。由于李阳井田面积不大, 输氮距离较短, 故选用地面固定式变压吸附制氮装置。根据矿井防火注氮量计算结果, 选用一套DT1000/6型变压吸附式制氮机。制氮机主要技术参数: (1) 氮气产量1 000 m3/h; (2) 氮气纯度不低于97%; (3) 氮气出口压力不小于0.6 MPa。
(2) 注氮防灭火工艺。在工作面运输巷 (进风侧) 内沿采空区埋设一趟注氮管路。当工作面回采一定长度 (约30 m) 后开始注氮, 同时又埋入第2趟注氮管路 (注氮管口的移动步距通过考察确定) 。当第2趟注氮管口埋入采空区氧化带与冷却带的交界部位时向采空区注氮, 同时停止第1趟管路注氮, 并又重新埋设注氮管路, 如此循环, 直至工作面采完为止。注氮管的埋设及氮气释放口的设置应符合如下要求: (1) 李阳煤矿综放面采用“一进一回”通风, 将注氮管铺设在运输巷中, 注氮释放口埋入采空区内 (图2) ; (2) 氮气释放口应高于底板, 与工作面保持平行; (3) 由于李阳煤矿无采空区“三带”宽度数据, 设计第1个释放口设在始采线位置, 其他释放口间距为50 m。
4.3 井下注二氧化碳防灭火
二氧化碳作为惰性气体主要是依靠窒息作用和冷却作用灭火。与二氧化碳比较, 氮气比空气密度小, 注入于火区的氮气向采空区顶部漂移扩散, 对采空区中、低部的火灾惰化效果较差;而二氧化碳密度大于空气, 对采空区中、低部的火灾惰化效果较好, 特别适用于放顶煤开采的采空区防灭火。此外, 煤对二氧化碳的吸附能力是氮气的6倍, 所以二氧化碳抑制煤的氧化自燃能力远高于氮气。根据潞安集团温庄煤矿和余吾煤矿综放工作面灭火实践, 设计建立地面固定式注二氧化碳防灭火系统, 选用1套JMR-3000型矿用液态二氧化碳井上气化防灭火装备系统。
(1) 设备构成。该系统由矿用特制液体二氧化碳运输半挂车、空气自热式气化器、气电加热式气化器和气体调压装置等4大部分组成, 还配有控制阀、安全阀、压力表、温度表、液位计等安全器件, 并与井下防灭火管路连接, 组装成地面固定式矿用液态二氧化碳气化防灭火装备系统 (图3) 。
(2) 注二氧化碳防灭火工艺。将装满液态二氧化碳的槽车与空气自热式气化器直接对接并向气化器内注入液态二氧化碳。被注入于气化器的液态二氧化碳在外界环境温度的加热作用下, 逐渐进行气化, 但其温度仍然较低, 压力却很高;再经气电加热式气化器加热, 使之成为常温下的高压二氧化碳气体, 然后向井下输送, 地面出口压力可任意调节, 调节力度可根据二氧化碳输送强度和井下管路阻力加以设定。
设计井下安设有二氧化碳防灭火输送系统, 该系统主干线管路从中央风井下至井底, 再沿水平回风大巷、采区回风下山敷设, 支管路沿工作面胶带运输巷敷设至采空区内, 二氧化碳释放口距火源中心的距离越近, 效果越好, 一般距工作面以里不应小于10 m。
4.4 阻化剂防灭火
阻化剂防灭火具有工艺系统简单、投资较少, 且阻化剂来源广、阻化率高、价格低廉等优点, 近年来取得了较好的经济效益和社会效益。设计选用消石灰 (Ca (OH) 2) 和氯化钙 (Ca Cl2) 作为该矿井防灭火的阻化剂。
为节约投资和适应工作面位置不断变化的要求, 设计采用机动性阻化剂喷洒压注系统, 利用矿车或自动箱体作为贮液箱, 配备注水泵组成阻化剂压注系统, 向煤壁压注阻化剂或向采空区进行汽雾阻化、喷洒阻化剂溶液。
5 结语
李阳煤矿开采煤层为易自燃煤层, 且矿井在以往的开采中也发生过煤层自燃现象。设计除了在开拓方式、巷道布置、开采方法、回采工艺、通风系统中均考虑了预防煤层自然发火措施, 还按《煤矿安全规程》和AQ1055—2008的要求, 综放工作面采用灌黄泥浆为主, 注氮、注二氧化碳、喷洒阻化剂为辅的防灭火措施。此外, 还要针对不同情况、不同地点采取以下辅助措施。
(1) 工作面回采异常时, 除采用灌浆、注惰性气体外, 还可以采用工作面调压、上下隅角建立封堵墙等综合防火措施。
(2) 煤巷、联络巷、开切眼、终采线、煤柱等裂隙存在自然发火危险时, 可采用压注阻化剂、凝胶等方法进行局部处理。
(3) 对采空区密闭加强管理, 对可能存在漏风通道的地方进行漏风观测, 对易发生煤自燃征兆的采空区, 采取加强封闭采空区措施。
参考文献
[1]国家安全生产监督管理总局, 国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2011.
[2]国家安全生产监督管理总局.AQ 1055—2008煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范[S].北京:煤炭工业出版社, 2009.
易自燃煤层 篇8
下沟煤矿ZF1806工作面位于401采区西翼, 东为401采区三条下山, 西为404采区下山保护煤柱, 南为ZF1804工作面采空区, 北为ZF1807工作面采空区。该工作面前500 m上分层已于1999-2000年采用普通机械化采煤法回采, 现作为下分层回采。工作面走向长度844 m, 倾斜长度186 m, 煤层平均厚度14.0 m, 预留护底煤3.0 m, 工作面机采高度3.0 m, 放煤高度8.0 m, 采放比1∶2.67。
2 工作面煤层自燃可能性分析
根据工作面主采8#煤自燃试验样品测出煤层原煤着火点最低285℃, 最高360℃, 煤层原煤自燃倾向等级鉴定为Ⅰ～Ⅳ级, 下沟煤矿401采区1801工作面曾发生过煤炭自燃, 与该工作面相邻的ZF1807工作面在搬家期间也发生了煤炭自燃, 因此该工作面在回采及设备搬迁过程中防灭火形势严峻。据分析, 导致该工作面煤层自燃的原因主要有以下两方面[1,2,3,4,5]:
(1) 工作面采用综放开采, 采空区空间大, 顶底板都有丢煤, 残留在采空区内的浮煤多, 特别是工作面两端头不放煤, 遗煤严重。由于煤层开采厚度大, 生产能力高, 又增加了放煤工序, 而且作为孤岛工作面压力较大, 工作面生产条件差, 影响工作面推进速度, 致使采空区内浮煤与空气接触时间长, 易于氧化积热自燃。
(2) 上分层C1806、C1804工作面开采完之后产生大量遗煤, 上部采空区顶板岩层相继垮落, 上部煤层底板被压酥。由于掘进及回采压力影响, 顶板较为破碎, 不可能从根本上杜绝漏风, 连续不断的漏风供氧使得上部采空区遗煤氧化升温, 采空区内热量不能及时散发。随着煤温的升高, 遗煤加速氧化, 采空区上部一旦发火, 难以接近, 不易处理, 并且可随放顶煤向下滑落而蔓延。
3 综合防灭火技术方案
针对可能导致工作面发火的不利因素, 建立以加强工作面日常火灾监测预报为前提, 以采空区注氮、黄泥灌浆和堵漏风为日常防灭火手段, 并结合注高分子胶体进行防灭火的综合防灭火体系。
3.1 煤层火灾监测预报
(1) 针对下沟矿ZF1806工作面的实际情况, 工作面采取现场日常观测、采样色谱分析及矿井安全监测监控系统等多种手段相结合的监测方法, 获取各种数据, 为分析煤层发火情况及其变化趋势提供依据。
(2) ZF1806工作面进入C1804、C1806采空区下部后, 在工作面运输顺槽及回风顺槽每50 m设置1个采空区束管监测点, 安装束管监测系统;从ZF1806工作面运输顺槽及回风顺槽每隔60 m向上部采空区布置观测钻孔 (即向C1804、C1806工作面采空区打钻并封孔) , 设置1个气体观测点, 监测上部采空区气体随工作面采动的变化情况, 分析上部采空区是否有高温区域, 运输顺槽及回风顺槽各布置7个气体观测孔。气体观测孔布置如图1所示。
(3) 工作面在运输顺槽距停采线90 m、60 m及35 m时预埋束管测点, 回风顺槽距停采线70 m、50 m、30 m、10 m及0 m (即上隅角) 时预埋束管测点, 并对束管采取措施保护, 以监测工作面末采和设备搬迁期间采空区气体变化情况并为工作面防灭火提供依据。
3.2 采空区注氮
分别在工作面运输顺槽、回风顺槽各形成两套注氮系统, 每套系统采用2根φ90 mm无缝钢管, 两条管口错距30 m, 两条管路都必须安设阀门, 每条管路埋入采空区60 m时将其截开, 两条注氮管路交替前移。运输顺槽注氮量600 m3/h, 回风顺槽注氮量300 m3/h。
3.3 黄泥灌浆
由于ZF1806工作面两顺槽高差仅2 m左右, 如果从一巷进行采空区灌浆, 黄泥浆不可能对采空区进行全面覆盖。为了尽可能扩大灌浆范围, 减少黄泥浆向工作面流出, 分别在运输顺槽和回风顺槽各压设一趟黄泥灌浆管路, 对工作面采空区随采随灌。
工作面距离停采线90 m时开始调整工作面坡度, 先俯采15 m, 然后平采30 m, 再仰采17 m, 最后平推至停采线, 保证灌浆浆液充分停留在该区域, 使采空区氧化带浮煤多数被泥浆包裹。
3.4 堵漏风措施
(1) 每天在工作面上下隅角各压设一道土袋墙, 不仅可以提高注氮质量, 还能降低采空区漏风。
(2) 在工作面末采挂双层钢筋网片的同时挂风筒布, 风筒布悬挂长度与双网长度一致, 贯穿整个工作面, 对阻挡采空区漏风起到至关重要的作用。
(3) 工作面停采期间, 使用艾格劳尼将架后及两端头全面封堵。
3.5 胶体堵漏风及防火隔离墙
(1) 运输顺槽及回风顺槽的气体观测钻孔在进入工作面采空区前20 m左右时将失去观测作用, 对钻孔注MCJ12高分子胶体100 m3左右。
(2) 工作面运输顺槽距停采线80 m、50 m、20 m时, 在端头架后采用砂袋形成2～3 m的隔离墙, 并在墙内注MCJ12高分子胶体, 形成一道沿走向3～5 m、倾向10～15 m高接顶的隔离墙, 每道胶体墙用胶量50～150 m3;回风顺槽距停采线50 m、30 m、10 m时, 在工作面回风隅角采用砂袋形成2～3 m的隔离墙, 并在墙内注高分子胶体, 形成一道沿走向3～5 m、倾向10～15 m高接顶的隔离墙, 每道胶体墙用胶量为50～150 m3。砂袋墙布置及注胶位置如图2所示。
(3) 工作面两端头注胶钻孔布置。在工作面两端头向采空区各施工1～2个注胶钻孔, 终孔位置距架后 (切顶线) 6～8 m, 架顶3 m (煤层顶板) , 距巷道外帮3～7 m。钻孔角度在10°～15°之间, 长度约8 m。注胶钻孔布置如图3、4所示。
(4) 工作面停采后架后注胶。为了缩短工作面设备回撤时间, 在工作面中间施工一条措施巷, 用于搬家期间回撤溜槽和回风, 从而形成“两进一回”通风方式, 支架从两进风巷道同时回撤。为控制停采以后ZF1806工作面采空区CO气体升高而出现高温发火的可能性, 在停采期间向工作面架后打钻孔进行注胶。第一排注胶孔布置在距离支架前端300 mm位置处, 从距运输顺槽巷道南帮5 m、12 m、17 m、75 m、85 m、90 m、95 m、105 m、160 m、170 m、175 m位置分别实施11个钻孔, 钻孔仰角23°, 钻孔深20 m。第二排注胶孔也布置在距离支架前端300 mm位置处, 从距运输顺槽巷道南帮3 m、8 m、13 m、20 m、30 m、40 m、50 m、60 m、70 m、80 m、90 m、100 m、110 m、120 m、130 m、140 m、150 m、160 m、165 m、170 m、175 m处分别实施21个钻孔, 钻孔仰角30°, 钻孔深15.6 m。
4 应用效果
(1) 采空区注氮与黄泥灌浆在工作面回采期间对于阻止采空区遗煤自燃起到了决定性作用, 支架后CO体积分数明显降低。以105#架后及采空区距工作面60 m范围测点为例, 采取注氮和黄泥灌浆措施后, CO体积分数分别由154×10-6、190×10-6降至8×10-6、15×10-6, 并且持续稳定至工作面回采结束。
(2) 气体监测系统的建立为工作面发火情况分析及防治措施的制定提供了坚实数据基础: (1) 在工作面回采期间, 根据ZF1806上分层的气体情况分析, 多次发现上分层采空区的高温氧化点, 立即有针对性地对上分层进行注胶, 及时有效地消灭高温点, 防止上分层煤体氧化, 保证工作面正常推进。 (2) 工作面回采至430 m位置时, 上隅角土袋墙以里CO体积分数一直处在较高状态, 最高达到230×10-6, 根据回风顺槽埋设束管数据监测, 采空区向内60 m位置CO体积分数达到200×10-6左右。针对上述问题, 采取对采空区进行灌浆, 16 d后, 采空区向内60 m范围内的CO体积分数降至30×10-6, 而上隅角CO体积分数变化不大, 从而判断此时CO体积分数主要是上部采空区煤尘氧化产生以及ZF1807工作面存留的CO, 为下一步防火工作重点起到了较强的指导作用。
(3) 利用对上分层施工的钻孔进行灌注胶体, 处理上分层。到ZF1806工作面进入20 m末采时, 工作面自燃发火危险明显降低, 近一周工作面隅角墙内CO体积分数由230×10-6降到50～60×10-6, 回风隅角风流CO体积分数降到20×10-6左右, 回风流检测不到CO, 为工作面设备回撤提供良好的前提条件。
(4) 通过搬家期间向架后采空区施工钻孔注胶, 维持工作面处在良好的工作环境中, 从运输设备到液压支架全部回撤完毕的13 d时间里, 工作面、回风巷道及回风隅角均未测出CO气体, 有效地防止了采空区遗煤氧化。
摘要：陕西华彬煤业股份有限公司下沟煤矿ZF1806“孤岛”工作面下分层主采8#煤层为自燃煤层, 自然发火期短, 一般35个月, 最短18 d左右, 再加上工作面四周均为采空区, 防灭火形势较为严峻。通过采取以加强工作面日常火灾监测预报为前提, 以采空区注氮、黄泥灌浆和堵漏风为日常防灭火手段, 并结合注高分子胶体进行防灭火的综合防灭火技术, 工作面安全顺利采出煤炭159.7万t, 取得了很好的经济效益和安全效益, 同时为今后“孤岛”工作面防灭火工作提供了宝贵的经验。
关键词：自燃厚煤层,孤岛工作面,防灭火
参考文献
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