易自燃发火煤层

易自燃发火煤层（共3篇）

易自燃发火煤层 篇1

0 引言

矿井火灾是煤矿5大自燃灾害之一, 每场火灾的发生, 轻则影响生产, 重者可能烧毁煤炭资源和矿井设备, 更为严重者则可能引燃瓦斯煤尘爆炸或火烟毒化矿井, 酿成人员伤亡的重大恶性事故。可燃物、热源、燃烧是火灾必须具备的三个方面条件, 下面就这三个方面笔者进行具体的阐述, 以供同行探讨。

1 煤的自燃经过的三个时期

煤的自燃发展, 一般要经过三个时期, 如图1所示:准备时期, 又称潜伏时期;自热期;最后进如燃烧期。

1.1 潜伏时期。

煤自燃的潜伏时期即煤的低温氧化过程, 潜伏时期即准备阶段的长短取决于煤的变质程度和外部条件, 如褐煤几乎没有准备时期, 而烟煤则需要一个相当长的准备时期。

1.2 自热期。

经过潜伏期, 煤的氧化速度增加, 不稳定的氧化物先后分解成水、二氧化碳和一氧化碳。氧化产生的热量使煤的温度上升, 当温度超过临界温度T=60~80℃时, 煤的温度急剧增加, 氧化加剧, 煤开始出现矸馏, 生成碳氢化合物、氢气、一氧化碳、二氧化碳等火灾气体, 煤呈赤热状态, 当到达着火温度以上时便燃着。这一阶段就是煤的自热阶段, 又称煤的自热期。

1.3 燃烧期。

这一时期是煤从低温氧化发展成自燃的最后的一个阶段。主要特征是:空气中氧含量显著减少, 二氧化碳的数量倍增, 同时由于燃烧不完全和二氧化碳的分解, 而产生较多的一氧化碳, 巷道中出现浓烈的火灾气味和烟雾, 有时还出现明火, 火源温度达到1000℃左右。

2 煤炭自燃发火四个条件

煤体要发生自燃必须具备以下四个条件: (1) 具有低温氧化性, 即有自燃倾向的煤以破碎状态存在; (2) 有大于12%氧含量的空气通过这些碎煤; (3) 空气流动速度适中, 使破裂煤体有积聚氧化热的环境; (4) 在上述3个条件同时具备的状态下, 持续一定的时间, 使煤体可以达到着火温度。只要同时具备上述4个条件, 煤炭自燃发火即可发生。但实际中很难找出某两次煤炭自燃发火的发生条件是完全相同的。这样, 对煤炭自燃发火的条件就很难作出定量分析。

煤炭自燃经常发生的地点是: (1) 有大量遗煤而未及时封闭或封闭不严的采空区 (特别是采空区内的联络眼附近和停采线处) ; (2) 巷道两侧和遗留在采空区内受压的煤柱; (3) 巷道内堆积的浮煤或煤巷的冒顶、垮帮处。

3 影响煤炭自燃发火的因素

决定矿井或煤层自燃发火危险程度的因素一是煤的自燃发火倾向性, 二是地质采矿技术。

3.1 影响煤炭自燃的内因

3.1.1 煤的变质程度。

各种牌号的煤都有发生自燃的可能, 但在褐煤矿井, 煤化程度低的一些煤层自燃发火次数要多一点。烟煤矿井以开采煤化程度最低的长焰煤和气煤的自燃危险性较大, 贫煤则较少。在煤化程度较高的无烟煤矿井自燃发火较少见。所以可以认为, 煤化程度较高的煤, 自燃倾向性越小。但决不能以煤化程度作为判定自燃倾向性大小的唯一标志。因为生产实践证明, 煤化程度相同的煤有的具有自燃特性, 有的却不自燃。

3.1.2 煤的水分。

煤中的水分是影响其氧化进程的重要因素, 在煤的自热阶段, 由于水分的生成与蒸发必然要消耗大量的热。煤体中外在的水分没有全部蒸发之前很难上升到100%, 这就是水分大的煤炭难以自燃的原因。但是, 煤中的水分又能充填于煤体微小的孔隙中, 把氮气, 二氧化碳, 甲烷等气体排除, 当干燥以后对煤的吸附起活化作用。水分的催化作用随煤温的增高而增大。所以地面煤堆在雨雪之后容易发生自燃, 井下灌浆灭火, 疏干之后自燃现象更为严重。

3.1.3 煤岩成分。

煤的岩石化学成分有丝煤、暗煤、亮煤和镜煤。它们有不同的氧化性, 其中丝煤含量越多, 自燃倾向性就越强;相反, 暗煤含量越多, 越不易自燃。

3.1.4 煤的含硫量。

同牌号的煤中, 含硫矿物越多, 越易自燃。

3.1.5 煤的孔隙率和脆性。

煤炭孔隙率越大, 越易自燃。这是因为孔隙率越大, 氧气越易渗入煤体内部。变质程度相同的煤, 脆性越大, 越易自燃。因为煤的脆性大小与该种煤炭是否易于破碎和形成煤粉有关。完整的煤体一般不会发生自燃, 一旦呈破碎状态则使煤的吸氧表面积增大, 着火点明显降低, 使其自燃性显著提高。

3.1.6 煤层瓦斯含量。

瓦斯通常是以游离状态和吸附状态存在于煤体中, 这两种瓦斯是以压力状态存在的, 吸附瓦斯在煤体卸压、温度上升等客观条件影响下, 可以产生解吸现象, 吸附瓦斯转变成游离瓦斯, 具有流动性。因此, 处于原始状态的瓦斯或以压力状态存在的瓦斯对侵入煤体中的空气具有抑制作用, 是防止煤自燃的有利因素。

3.2 影响煤炭自燃的外因

煤炭自燃的外在条件决定于煤炭接触到的空气量和外界的热交换作用, 这两个因素与煤层的埋藏条件和其开采方法有着错综复杂的联系, 其中外在因素有:

3.2.1 地质因素:

(1) 倾角。煤层倾角越大, 自燃危险性就越大。因为开采急倾斜煤层时, 煤炭回收率低、采区煤柱易被破坏、采空区不易封锁。 (2) 煤层厚度。煤是不良导体, 煤层越厚, 越易积聚热量, 所以, 厚煤层易发火。 (3) 地质构造。在有地质构造的地区, 自燃危险性加剧。地质构造复杂的地区, 包括断层, 褶皱发育地带, 岩浆入侵地带, 自燃发火频繁。这是由于煤层受张力、挤力、裂隙大量发生, 煤体破碎, 吸氧条件好造成的。

3.2.2 开采技术因素

(1) 开拓方式。实践经验表明, 采用石门, 岩巷开拓, 少切割煤层少留煤柱时, 自燃发火的危险性就降低了。厚煤层开采岩巷进入采区, 便于打钻注浆, 有利于实现预防性或灭火灌浆。 (2) 采煤方法。采煤方法对自燃发火的影响主要表现在煤炭回收率的高低、回采时间的长短上。丢煤越多, 丢失的浮煤越集中, 工作面的推进速度愈慢愈益发现火灾。 (3) 通风条件。通风因素的影响主要表现在采矿区, 煤柱和煤壁裂隙漏风。漏风就是向这些地点供养, 促进煤的氧化自燃。采空区面积大, 漏风量相当可观, 但风速有限, 散热作用低。

4 煤层自燃期的确定

4.1 巷道中煤层自燃发火期以自燃发火地点从暴露煤之日起至发生自燃发火时为止的时间计算, 一般以月为单位。

4.2 回采工作面中煤层自燃发火期, 应以工作面开切眼之日起发生自燃发火时为止的时间计算, 一般以月为单位。

4.3 每一煤层的所有回采工作面和巷道, 都应进行自燃发火期的统计, 确定煤层自燃发火期。

5 结束语

一个煤层的自燃发火期并非固定不变的, 它既取决于煤炭自燃的内在因素, 自燃倾向性的强弱, 又在很大程度上受煤层的自燃外在因素, 包括地质、开拓、开采以及通风条件的制约。在现实生产中, 不少矿井投产初期发火十分严重, 煤层自燃发火期相当的短, 从几十天到几个月, 而后来由于地质条件的变化, 开拓开采技术的改进, 煤层自燃发火期也延长了。

易自燃发火煤层 篇2

华苑公司位于灵石县两渡镇,井田面积为5.9 km2,煤种为主焦煤,资源可采储量为1 652万t,批准开采煤层为2-11#,9#煤层均厚1.2 m,10#煤层均厚4.2 m,属瓦斯矿井,煤尘均具有爆炸性,为自燃煤层。矿井主采煤层为9号煤和10号煤层,属于近距离煤层。9201和10201工作面为矿井首采面,上下联合外错布置,10201工作面在9201工作面正下方,层间距为5.28 m,前后错距30~40 m,两工作面均为综采1次采全高。由于9号煤层顶板岩层为石灰岩,不易垮落,垮落后产生大量裂隙,10号煤层与9号煤层之间为泥岩和灰质页岩,岩层强度硬度相对较小,容易破碎。开采10号煤层时,破裂带正好可以切穿两层煤之间的岩层,形成漏风通道。并与10号层煤体形成漏风通道。

2近距离煤层采空区自燃发火规律

近距离煤层在回采过程中,由于上下煤层间距较小,煤层开采时受采动影响比较大。在下部煤层开采过程中,受矿压影响,下部煤层顶部岩体垮落产生大量裂隙,使得冒落带和裂隙带中的裂隙成为空气渗流的主要通道,上部煤层供氧充分;而且在下部煤层开采过程中,顶部岩层垮落,保护煤柱被压酥破坏,产生大量裂隙,也会产生大量漏风通道,容易引起保护煤柱自燃。

2.1综采工作面切眼自燃火灾较多

近距离煤层采空区煤柱受采动影响,下部煤层开采过程中,顶部岩层垮落,下部煤层保护煤柱被压酥破坏,产生大量裂隙,会形成漏风通道,增加采空区煤柱自燃的危险性。因此,综采工作面切眼、停采线采空区煤柱易发生自燃火灾。

2.2回采期间存在采空区两道煤炭自燃火灾威胁

综采过后,巷道两端头支架处会留有大量遗煤。并且这些煤在回采过程中会氧化蓄热升温,随着时间的推移,使得采空区巷道两侧的遗煤温度相对其它地点较高,煤的自然发火期缩短,若工作面推进速度较慢,很可能会发生采空区遗煤自燃。

2.3采空区自燃高温区域范围大且隐蔽

综采面采空区留有大量浮煤,在供氧的条件下,煤氧作用热量逐渐积聚,煤的热容比较大,发生自燃时煤温己经很高,高温煤体的体积也很大,这时煤体内部及围岩聚集了大量的热。煤体自燃后高温火点逆着风流流动,而采空区为开放式漏风,漏风源漏风汇难以确定,其漏风分布及规律复杂,高温点速度发展迅速,高温火源位置难以准确定位。

3 10201工作面采空区自燃“三带”的测定

3.1采空区自燃“三带”观测

为摸清井田内10#煤层自然发火规律,进行综采工作面采空区“三带”观测。采用的方法是在采空区预埋束管采样器,检测采空区内氧气成分随工作面推进度变化情况,根据所测的气体浓度来确定出“三带”的范围。因两回采工作面为近距离联合开采,为此两个工作面采空区在不同错距下的“三带”宽度不同,本次测定是在两工作面前后错距在30~40 m时进行的。

3.2“三带”测试系统布置

在工作面进回风顺槽分别布置3根束管,每根束管接1个采样器作为1个采样点。采样点间距为6 m。当采样点进入采空区后开始对其进行取样分析,当采样点氧气浓度低于5%时,该点作废。采空区内采样点由外向里依次为1#、2#、3#。通过人工检测气体浓度分析划定其宽度。

3.3测定结果分析

根据O2浓度划分的自燃“三带”范围,一般是:散热带的O2浓度>15%;自燃带的O2浓度为5%~15%;窒息带的O2浓度<5%。

综合分析进风测点观测数据,进风侧测点在埋入采空区19 m时,O2浓度降到15%,测点在埋入采空区44.4 m时,O2浓度降到5%,进风侧氧化带的宽度为25.4 m。回风侧测点在埋入采空区10.4 m时,O2浓度降到15%,测点在埋入采空区37.4 m时,O2浓度降到5%,回风侧氧化带的宽度为27 m。

3.4回采工作面月最小推进速度的确定

设自燃带的最大宽度为L1+L2(散热带宽度+自热带宽度),工作面的推进速度为V,自然发火期为t S,当:t S≤(L1+L2)/V时,说明自燃带内有ΔL=L1+L2-Vt S宽度存在时间超过自然发火期,有自燃危险。由此可见,采空区遗煤自燃与否主要取决于工作面的推进速度和自燃带最大宽度L1+L2(m)。

工作面的月最小推进度应为V≥(L1+L2)/t S。工作面月最小推进度为V≥37.4/2.3=16.26 m

4结语

1)通过采用埋测气束管对采空区进行氧气浓度变化进行观测,找出了华苑煤业10201工作面采空区三带分布情况。最后提出了确保10201工作面安全回采的防灭火措施,建立了近距离煤层开采自燃火灾综合防治体系。

2)在工作面回采过程中,要加强指标气体预报和漏风检测,一旦发生有自燃现象显现,采用注浆、注氮、阻化剂相结合的方式进行防灭火。

摘要：近年来,近距离易自燃煤层在回采过程中发火次数明显增多,煤层自燃火灾事故是煤矿的主要灾害之一,严重威胁煤矿的生产安全。太原煤气化公司华苑煤业公司9201工作面与10201工作面属于近距离联合开采,煤层均具有自燃倾向性。准确测定采空区煤层自燃“三带”,找出漏风分布规律,给出工作面回采最小安全推进速度,掌握近距离煤层自燃发火规律,对指导华苑煤业公司矿井防灭火和安全生产具有极其重要意义。

易自燃发火煤层 篇3

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。