预防煤层自燃

预防煤层自燃（共7篇）

预防煤层自燃 篇1

兴隆庄煤矿为低瓦斯矿井, 2009年采煤工作面鉴定瓦斯最大绝对涌出量为1.18 m3/min, CO2最大绝对涌出量为1.98 m3/min。煤尘火焰长度大于400 mm, 挥发分为40.38%～42.41%, 煤尘具有强爆炸危险性。煤层自燃倾向性鉴定为Ⅱ类自燃煤层, 自然发火期一般为3～6个月。

B4318东综放工作面位于4316综放工作面下方, 西临4318综放面停采线, 下方为设计B4320东综放工作面。该工作面长180 m, 推进长度330 m;煤层倾角0°～13°, 煤层平均厚度 8.10 m;普氏系数f=2.3, 地质条件复杂。采用“U”形通风方式, 轨道巷进风, 胶带巷回风, 配风量为800 m3/min。

B4318东综放工作面是兴隆庄煤矿首个边角煤开采综放面, 其开切眼与曾经出现过煤层自燃隐患的4318综放面停采线之间留设了5 m煤柱。该工作面通过落差较大的断层长480 m, 通过的老巷长680 m, 断层和老巷长度远大于工作面推进长度, 防火形势不容乐观。

1 生产准备期间防治瓦斯及防火工作

1) 每间隔10 m向4318停采线施工1个探测孔, 进行水、瓦斯、CO和温度测量, 边探边掘。

2) 喷浆点距工作面煤壁不大于60 m, 边掘边喷, 厚度不小于30 mm。

3) 进入回风巷沿空侧, 掘进25 m停止, 留5 m煤柱, 暂时不揭露4318原防火绕道老巷, 接着施工防火钻孔18个, 压注固化粉煤灰浆450 m3, 并喷浆堵漏30 m, 有效封堵了漏风通道。

4) 向4318停采线施工Φ25 mm三花眼钻孔188个, 压注MEA 312 m3进行防火处理。向4318停采线上下头施工Φ50 mm钻孔8个, 压注粉煤灰浆5 124 m3。钻孔布置见图1。

5) 4318三号联排放瓦斯后在四采下部运煤内和运煤巷门口处分别施工2道板闭, 分别充填瑞米2#材料10 t, 瑞米3#材料4 t, 隔离采空区。

6) 向4316工作面运输巷老巷施工Φ50 mm高位钻孔19个, 压注固化粉煤灰浆2 300 m3, 彻底充填老巷。

7) 4316停采线附近煤体破碎处施工钻孔13个, 压注马丽散1 t, 封堵破碎的煤岩裂隙。

8) 对4318回风巷防火绕道密闭内施工Φ50 mm钻孔10个, 压注粉煤灰浆2 400 m3。

2 生产期间的防火及防治瓦斯工作

1) 建立可靠稳定的通风系统:

a. 确保工作面的风量达到800 m3/min以上, 工作面周边风门安装可靠的硬闭锁和风门遥讯。

b. 每2天派测风员测定B4318工作面风量、检查周边通风系统及密闭状况。

2) 严密监测气体及温度变化情况:

a. 专职瓦检员每班检查2次工作面回风隅角、回风流中的CO、瓦斯浓度等, 及时汇报。

b. 测风员每2天重点检查防火钻孔、回风隅角等地点的CO、瓦斯浓度及温度等, 并取样化验分析。

c.确保回风流中安装的CO、温度、甲烷传感器及回风隅角安装的甲烷传感器、束管监测系统连续可靠正常运行。

d.采煤面揭露老巷后, 必须停机由专职瓦检员检查老巷瓦斯浓度。

e. 连续监测回风巷、运输巷揭露的断层及破碎顶板回风侧设置的观测孔内温度和气体浓度。

f. 测风员每2天用红外线测温仪测量一次断层面及工作面架间温度。

g. 采煤机上和回风隅角每班悬挂便携式瓦斯检测报警仪。

h. 通防部门每天分析工作面气体浓度、绝对瓦斯涌出量及温度的变化趋势。

3) 开切眼下头机窝、运输巷2个老巷密闭外充填沙袋垛, 贴沙袋垛打板闭并向沙袋垛内压注赛福特1 t。

4) 工作面月推进速度不低于80 m, 并确保工作面回采率达到83%以上。

5) 在回风巷、运输巷分别预留1路注浆管路, 注浆管出口距顶板1 m。

6) 工作面初采推进20 m后, 在上、下隅角各建1道隔离墙, 厚度不小于3 m。以后每隔30 m再施工隔离墙。

7) 带压移架, 支架达到初撑力, 尽量使支架顶板完整、不破碎。

8) 确保上、下头出口巷道断面不小于8 m2。

9) 在回风隅角安装风水引射器。

3 末采及撤出设备阶段防火工作

1) 监测监控:

a. 工作面每班设1名专职瓦检员检查瓦斯, 并及时汇报。

b. 测风员每天对工作面下隅角、每组支架架间、风流进行气体、温度检测, 气体异常地点进行取样化验分析。

c.在工作面回风巷停采线后部30, 10 m处分别留设1路束管, 停采线后部30 m留设的束管用泵抽气化验分析。

2) 工作面上下端头每间隔20 m, 施工1道3 m隔离垛墙。

3) 在工作面距离停采线30 m和10 m处, 在工作面上下隅角分别埋入2路注浆管路。

4) 回采率提高到88%以上。同时提高支护强度, 加强顶板控制。

5) 停采后将工作面支架的侧护板尽量全部收回, 同时保证支架的初撑力, 防止顶板破碎。

6) 工作面支架顶部和后部破碎煤体防火钻孔施工:

a. 在工作面煤壁前敷设1路Φ50 mm管路, 管路距底板1 m, 每间隔30 m设置1个Φ50 mm三通阀门。

b. 用风钻在每组支架的间隙按前、中、后方式施工3个防火孔, 在断层及破碎顶煤附近还需要补打1个钻孔 (见图2) 。钻孔参数见表1。

c. 在上下端头支架以外向后部各施工5个防火长钻孔, 采用扇形布置, 钻孔倾角30°～35°, 钻孔长度10～12 m。

d. 利用注浆系统对所有防火钻孔大流量压注MEA防火剂, 浓度控制在0.8%～1%, 压注时利用多通同时连接5～10个钻孔, 见表2。

4 封闭及封闭后的防火措施

1) 分别在上下头停采线处施工1道厚度为1.0 m的滤水内密闭, 再分别间隔50 m和10 m位置施工1道厚度为0.5 m带斜撑的外密闭, 见图3。停采线老空区预埋注浆管路和监测束管。

2) 对上下头两段充填密闭内压注粉煤灰浆1 900 m3, 严密封闭停采线, 同时对停采线上下头老空区压注粉煤灰。

3) 工作面停采线上下头进行均压调风。

5 组织保障措施

1) 成立B4318东综放工作面防火领导小组, 矿主要领导及分管领导靠前指挥, 在人、财、物的投入上给予了充分保障, 实行“定人员、定责任、定措施、定奖罚”的“四定”政策。

2) 设立防火办公室, 分析指标气体及温度变化趋势, 协调防火工作, 考核各项防火措施的落实情况。

3) 在工作面准备、生产、末采及停采等阶段, 研究制订切实可行的防治瓦斯、防治煤层自燃方案。

6 主要经验

1) 工作面过断层、过老巷及末采期间加大放煤管理, 不仅提高了资源回采率, 也是防止采空区煤炭自燃的重要措施。

2) 老巷充填粉煤灰后, 工作面通过平稳迅速。

3) 在工作面上下端头施工隔离垛、老巷充填固化粉煤灰、施工瑞米材料密闭、施工充填密闭等, 为封堵采空区漏风发挥了重要作用。

4) 利用注浆大系统大流量多头对曾经出现煤层自燃的4318停采线以及B4318停采面支架的顶部、后部破碎煤体以及停采线后部采空区的大量松散煤体进行压注MEA预处理, 大大延长了煤的自然发火期。

5) 建立立体监测分析体系, 以提供可靠的信息。包括瓦检员定点检查汇报;测风员定期循环检查并取样化验分析;KJ95监控系统24 h连续监测环境气体变化情况;束管监测系统连续监测采空区气体变化情况。

6) 对老巷及采空区坚持先探后掘的原则, 及时发现自燃隐患, 是掌握防灭火主动权的关键措施。

7) 制订切实可靠的防火、防治瓦斯方案与措施, 以及过断层、老巷措施。

8) 所采用的多手段监测、压注固化粉煤灰以及粉煤灰浆、大系统大流量压注MEA、施工瑞米材料快速密闭、压注马丽散封堵煤岩裂隙、工作面上下端头施工隔离垛封堵、停采线施工立体防火钻孔、先探后掘等防灭火技术, 实用性强, 工艺先进, 成效显著。

摘要：介绍了兴隆庄煤矿B4318东边角煤综放工作面防治煤层自然发火的技术经验, 重点包括对4318停采线施工密集三花眼钻孔压注MEA、揭露的老巷施工瑞米快速密闭墙、老巷打钻充填固化粉煤灰、沿空送巷紧跟综掘喷浆堵漏、坚持先探后掘、多手段监测等防火技术, 实用性强, 成效显著。

关键词：边角煤,综放工作面,煤层自燃,预防

参考文献

[1]苗法田, 程卫民, 孟祥军, 等.超长综放面终采线处煤炭自燃防治技术[J].煤炭科学技术, 2006 (4) .

[2]魏恒泰, 陶云春.易燃厚煤层开采防灭火技术与实践[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1996.

[3]徐精彩, 张辛亥, 文虎, 等.煤层自燃胶体防灭火理论与技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2003.

[4]邵启胤.粉煤灰用于煤矿井下注浆灭火试验[J].煤矿安全技术 (现《矿业安全与环保》) , 1983 (11) .

[5]王振平, 王洪权, 等.综放无煤柱开采煤层自然发火防治技术的研究与实践[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2010.

预防煤层自燃 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。

煤层自燃发火原因研究与探讨 篇3

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

预防煤层自燃 篇4

由于煤炭本身是一个极为复杂的有机腐植酸的衍生物, 结构的不明确致使煤炭自燃的微观研究较为困难, 但可以肯定煤炭在自燃过程中是在低温环境下与氧气的不断氧化产生热量, 若氧化产热速率大于散热速率, 使煤体不断积聚热量, 导致煤体温度缓慢上升的过程[1]。现在的研究主要集中在煤氧化过程中的耗氧量[2]、温升过程中的指标气体释放[3]、分析氧化过程中煤的微观结构[4]、分析煤氧化中的热量变化[5]等。以榆阳煤矿3#煤层煤样为研究对象研究其自燃特性, 主要检测了煤样的工业分析和自燃倾向性;通过程序升温法研究了煤样在不断升温过程中各种指标气体的变化情况;用差示扫描量热法 (DSC) 测定煤样比热;用数学模型解算最短自然发火期。研究表明榆阳煤矿3#煤层属于自燃煤层;首选CO作为自燃标志气体, 采用CO相对量和变化率为自燃趋势预测预报指标, 并结合C2H4相对量进行煤层自燃的预测预报;根据升温氧化试验结果, 采用最短自然发火期模型解算得出最短自然发火期为55.8 d。

1 实验装置及过程

1.1 实验装置

实验装置如文献[6];

综合热分析仪为美国TA公司生产。

1.2 实验过程

指标气体实验为首先采集煤样然后粉碎、筛分, 并进行煤自然发火实验。

实验过程:取0.1 mm以下粒径的煤样150 g, 设置程序升温为25℃/15 min, 升温过程中通入标准空气, 流速为60 m L/min。在加热过程中每15 min取气1次, 用高效气相色谱仪分析气体浓度, 温度采集系统自动记录煤温。

DSC测比热:取粉状煤样于综合热分析仪天平, 设定温升速率, 测定热量释放。

2 实验结果

2.1 工业分析及倾向性

选择实验煤样进行静态吸氧实验, 用高效色谱分析检测每1 g煤样的耗氧量。以每克干煤在常温、常压下的吸氧量作为指标。煤的自燃倾向性指标如表1所示。

注:检测的不同温度下的比热煤样CI220120106。

2.2 升温氧化试验

升温氧化过程中各气体变化如表2所示, 从表2可看出煤样升温过程中, 在46℃即有少量CO产生, 但是检测为10-6级, 考虑误差等因素, 确定CO开始析出温度为72℃。在137℃时CO浓度变化较大, 因此煤样的干裂温度为137℃。全部温度变化过程分3个阶段:煤样最低温度小于89℃时受部分水分影响, 煤样升温速率较慢, 在此阶段有CO气体产生;在89~137℃为加速氧化阶段, 该阶段煤样升温速率有所加快, C2H4、C2H6等气体在137℃出现, 煤样最低温度超过137℃为剧烈氧化阶段。因此可以确定煤样氧化自燃过程的临界温度为72℃, 干裂温度为137℃。

注:Tcmin为同一时刻煤样最低温度;Tcmax为同一时刻煤样最高温度;Ta为进气温度。

2.3 煤样比热

根据对不同温度条件下不同煤种煤样的比热进行的差示扫描量热分析测试, 实验室试验的结果如表3所示。选取表3中数据对陕西中能煤田有限公司榆阳煤矿3#煤层煤样进行自然发火期解算。

2.4 自燃标志气体

将表2中的数据进行整理和分析, 并绘制成图, 如图1~3所示。

从升温氧化实验结果可以看出:煤升温氧化产物的规律是CO出现的最早, 其次是C2H4, 且CO贯穿于整个氧化过程。C2H4的出现, 表示煤已进入加速氧化阶段, 此时温度超过200℃。因此, 首选CO作为自燃标志气体, 同时采用CO相对量和变化率为自燃趋势预测预报指标, 并结合C2H4相对量进行煤的自燃预测预报。

2.5 煤层最短自然发火期实验结果

建立最短发火期数学模型如下:

式中, τ为最短自然发火期, d;CtiP、Cti+1p分别为煤样在温度为ti、ti+1时的热容, J/K;ΔWp为ti、ti+1温度段内煤样水分蒸发量, %;λ为水蒸发产生的吸热量, J/kg;Δμp为ti、ti+1温度段内煤样瓦斯吸附量, m3/kg;Q′为瓦斯的解吸热量, J/m3;q (ti) 、q (ti+1) 分别为煤样在温度为ti、ti+1时的放热速率, J/ (kg·min) 。

(1) 煤样在不同温度下吸附瓦斯量计算式为:

(2) 煤样在温度为ti、ti+1时放热速率计算式为:

将参数代入数学模型, 解算得到了3#煤层实验煤样最短自然发火期检测数据如表4所示。根据煤样升温氧化试验结果, 煤在常温至363 K温度段内的水分蒸发量小, 近似认为水分蒸发温度主要在363~393 K之间, 煤样实验最短自然发火期55.8 d。

注:表中数据为每间隔15 min取样检测结果, 将检测结果换算后带入最短发火期数学模型, 将10次检测结果累计得到煤样最短自然发火期。

3 结论

(1) 榆阳煤矿3#煤层自燃倾向性等级属Ⅱ类, 自燃, 吸氧量 (干煤) 为0.58 cm3/g。

(2) 首选CO作为该矿自燃标志气体, 同时可采用CO相对量和变化率为自燃趋势预测预报指标, 并结合C2H4相对量进行自燃状态预测预报。

(3) 根据煤样升温氧化试验结果, 解算最短发火期数学模型得出该煤样的最短自然发火期为55.8 d。

参考文献

[1]陆伟, 胡千庭, 仲晓星, 等.煤自燃逐步自活化反应理论[J].中国矿业大学学报, 2007, 36 (1) :111-115.

[2]GB/T20101-2006煤自燃倾向性色谱吸氧鉴定法[S].

[3]秦小文, 秦波涛, 鲁义.柳塔煤矿1-2煤层自然发火规律研究[J].煤矿安全, 2013, 44 (5) .30-33.

[4]李旭东, 蒋曙光, 刘松, 等.煤自燃反应微观机理过程论[J].煤矿安全, 2011, 42 (2) :117-121.

[5]文虎, 许满贵, 李莉, 等.煤自燃的热量积聚过程及影响因素分析[J].辽宁工程技术大学学报, 2003, 22 (2) :1-4.

中厚煤层采空区煤炭自燃治理技术 篇5

松藻煤矿开采煤层共有3层, 以K3煤层发育最好, 煤质松软, 煤层倾角在25°~35°, 煤厚1.06~4.06 m, 平均2.45 m, 体积质量1.45 t/m3, 普氏系数为0.5~1, 灰分18.9%, 挥发分7.7%, 固定碳72%, 含硫量1.4%~3.6%, 发热量28.35 MJ/kg。K3煤层是矿井的主采煤层, 2003年11月20日经煤炭科学研究总院重庆研究院鉴定为3类, 属不易自燃煤层。出人意料的是, 2008年3月, 该矿在不易自燃的K3中厚煤层2311-1工作面采空区内, 发现火灾标志性气体CO浓度 (体积分数) 有明显上升趋势, 出现了自然发火隐患。

1 采空区自然发火情况

2311-1回采工作面位于+327 m~+280 m阶段主石门至S2#石门之间, 走向长度600 m, 倾斜宽120 m, 采用走向长壁式开采, 割煤机综合机械化采煤, 采面于2006年8月回采结束, 工作面设备采用无通道回撤, 9月对采面进回风石门及尾排石门等通往采空区的全部通道构筑了5道砖墙密闭, 墙厚1 m。

采面回采结束19个月后, 2008年3月, 在一区+280S2#石门进场施工2314回风石门, 5月4日, 发现+280S2#石门瓦斯涌出量较大, 取样化验石门密闭墙外CO浓度达5×10-5, 墙内CO浓度达2×10-4。立即采取均压通风后, 采空区CO浓度下降为正常值2.4×10-5。8月24日, 2314采面即将推采过主石门, 该矿在+280S2#运输石门给2314采面配风后, 发现从密闭墙内出来的瓦斯浓度达1.8%, 在+280S2#运输石门处有烟雾和煤焦油味, 密闭墙及围岩温度比正常值高出2 ℃, 墙内CO浓度达3.8×10-4, 且CO浓度、温度随时间开始急剧上升, CO浓度最高达到1×10-3, 温度高达30 ℃, CO浓度和温度变化情况如图1所示。

2 采空区CO异常原因分析

1) 2311-1综采面采用无通道回撤, 切割段采用锚网梁索联合支护, 回撤后方留有通风道。当液压支架回撤后, 终采线切割垮落不充分造成沿倾斜形成1~2 m2的空间, 采面封堵后, 留有新鲜空气在内, 有可能造成回撤通道着火。

2) 由于回撤的原因, 使2311-1采面运输石门密闭墙构筑在距K3煤层底板2 m处的破碎岩石中, 在石门金属支柱回撤后, 墙体顶部受力, 上部垮穿K3煤层, 造成密闭不严引起密闭上方着火。

3) 2311-1终采线及运输石门, 存在煤壁垮落的煤炭和石门未清理干净的浮煤, 加之有氧气补给, 因此判定为运输石门密闭上方着火, 其着火点分析如图2所示。

3 中厚煤层采空区防灭火措施

由于K3工作面采空区从未发生过自然发火现象, CO取样也未出现过异常, 对采空区防灭火治理没有可借鉴的经验。通过对2311-1采空区CO异常原因分析, 采取措施进行综合治理。

3.1 清风堵漏, 采取均压通风

2008年8月27日, 对采空区密闭墙进行了清风堵漏, 新建了+280S2#石门瓦斯巷的砖墙密闭2道, 截断了采空区的供氧通道。9月3日, 调整2314采面在+280 m主回风上山配风, 并将+280S2#石门调整为进风, 拆除+280S1#石门挡风墙, 使采空区着火点处于均压状态, 减少采空区漏风, 其均压通风系统如图3所示。

3.2 对采空区进行打孔注浆

采空区注浆采用黄泥石灰浆和高倍泡沫水溶剂相结合的方式。

1) 对切割终采线及采空区进行注浆。

在2314采面回风+280S2#下座石门落平处进山帮施工4个注浆孔 (N1#—N4#) , 终孔在2311-1采面回撤切割+280 m以上10~15 m, 孔内取气样化验无CO, 采用Φ25 mm铁管插入孔底, 孔口用马丽散封孔, 封孔长度1.5 m;9月4—11日, 灌注固体黄泥石灰浆22 m3, 使孔口有黄泥浆渗出、水温恒定才停止。

2) 对终采线运输巷进行注浆。

在2314回风+280S2#下座石门以北7 , 17 m施工本层孔2个 (本10#—11#) , 钻孔穿到2311-1运输巷。9月12—17日, 灌注固体黄泥石灰浆19.8 m3, 在孔口有黄泥浆渗出、水温恒定才停止。9月18日, 对本10#孔又注入高倍泡沫水溶剂150 kg。

3) 对采面运输石门密闭墙周围进行注浆。

在2314回风+280S2#斜石门落平处靠K3巷一侧打3个孔 (7#—9#) , 在13 m斜坡上打2个孔 (5#—6#) , 在K3第2道密闭前向2311-1运输石门第1道密闭打3个孔 (12#—14#) , 终孔在2311-1运输巷石门密闭墙周围5 m范围内。9月19—25日, 对所有孔灌注固体黄泥石灰浆22 m3, 直到不能注浆为止, 其钻孔灌浆布置如图4所示。

3.3 采用罗克休泡沫中空填充材料治理

在2314回风巷本10#孔注入罗克休泡沫0.5 t, 密闭2311-1运输巷采空区, 预防运输巷采空区漏风;9月24—25日, 在2311-1运输石门12#—14#孔灌注罗克休1.5 t, 对密闭墙上方空间进行充填隔绝, 同时还在+280S2#下座石门8#—9#孔向+280S2#石门K3第2道密闭墙处灌注马丽散1 t, 加固密闭墙。

罗克休、马丽散灌注方法:将2根Φ8 mm金属管送入孔底, 金属管前端连接注射枪, 采用罗克休灌注专用泵, 罗克休按催化剂∶树脂为1∶4的比例分别输送到孔底, 并使催化剂和树脂混合后出料充填。马丽散催化剂与树脂按1∶1比例配注, 灌注后呈一球体, 体积约达35~40 m3。罗克休灌注效果如图5所示。

4 各种措施的效果比较

1) 采取均压通风、清风堵漏措施后, 暂时减少了采空区漏风和着火点的氧气补充, 但没有彻底杜绝供氧, 从采空区抽放管内取样化验结果显示, CO浓度从6.1×10-4~8.0×10-4下降到1.3×10-4~2.0×10-4, 但时间只维持了1 d, 治理效果并不理想。

2) 采取向采空区灌注黄泥石灰浆, 只能对低洼处的采空区发火和隔绝着火点具有积极的作用, 对采空区凸起较高的地点灭火效果不佳, 原因是灌注的黄泥石灰浆在重力作用下流动到低洼处, 灰浆到达的方向不可控制性。通过近30 d的灌注, 采空区CO浓度从8.0×10-4~1.0×10-3只下降到5.5×10-4左右 , 对CO异常治理效果不明显。

3) 采用新型材料罗克休充填灭火, 具有反应速度快, 2 min内反应完毕, 1 t罗克休只需灌注40 min左右, 其膨胀体积是原体的30倍, 且渗透力强, 能够到达采空区的任何空间, 封堵严密。当在2314风巷和2311-1运输石门灌注罗克休48 h, 采空区CO浓度由4.7×10-4降到1.1×10-4, 7 d后降为正常值2.3×10-5, 到目前为止火区熄灭后没有发现复燃现象。采用各种措施后采空区CO浓度变化情况比较如图6所示。

5 结论

在不易自燃中厚煤层的采空区发现CO浓度超标后, 快速治理火灾隐患必须注意以下几点:

1) 准确判断出CO异常点, 采取有针对性的治理方法;

2) 均压通风、清风堵漏只适合于CO异常初期治理;

3) 灌注黄泥石灰浆只对低洼处出现CO异常时才有很好的作用;

4) 罗克休对治理采空区CO异常效果明显, 适应范围广, 具有灭火速度快, 膨胀体积大, 渗透力强, 封堵严密等特点, 是治理中厚煤层采空区CO异常的最佳材料。

摘要：在松藻煤矿不易自燃的K3中厚煤层采空区内, 火灾标志性气体CO浓度出现异常现象。通过对着火点的分析, 采取对采空区进行清风堵漏、均压通风、灌注黄泥石灰浆和泡沫灭火剂, 以及采用罗克休泡沫充填等措施, 最终将采空区火灾熄灭。同时, 通过对各种措施的效果比较, 得出采用罗克休充填是有效治理中厚煤层采空区CO浓度异常的最佳措施。

采煤工作面煤层自燃防治技术研究 篇6

1409工作面是新汶矿业集团公司第一个采用综采放顶煤技术的工作面。大倾角综放面切眼、停采线自燃火灾可能性大, 采空区受自燃火灾威胁, 采空区“三带”动态移动, 自燃高温区域范围大且隐蔽, 采空区漏风量大, 漏风规律复杂, 自燃火灾灭火难度大。给矿井的通风与防灭火带来了一系列新的问题。因此, 提出大倾角综放面煤层自燃火灾防治综合体系, 实现1409大倾角综放面的安全生产有重要意义。

1 1409大倾角综放面回采期间煤层自燃预防

1.1 回采期间煤层自燃预测预报

建立完善的防火观测制度, 对石门见煤线、防火密闭由专职防火观测员定期检查, 工作面回风流、回风隅角每班两次检查。充分利用各种监测手段, 开展机防和人防相结合, 提高预测预报的准确性。

1.1.1 利用束管-色谱监测系统, 对采空区内CO气体连续监测

围绕1409工作面的开采, 共设有5路束管与地面KSS-200型一氧化碳束管监测系统主管路连接, 每天对各观测点巡回检测一次, 自动生成报表, 提供防火观测信息, 以便及时分析气体变化趋势, 进行预测预报。

1.1.2 利用气相色谱仪对自燃指标气体进行分析

利用气相色谱仪人工观测地点的气体每两天取样一次, 带至地面分析, 分析项目有氢气、一氧化碳、二氧化碳、瓦斯、乙烯、乙炔、乙烷、氧气、氮气等9种气体, 及时分析一氧化碳、乙烯等发火指标气体和其它气体的浓度, 分析变化趋势, 结合煤样自燃实验结果, 掌握煤体自燃氧化过程的发展程度, 及时预报发火危险性, 指导现场采取措施提前进行处理。

1.1.3 利用红外场强探测仪, 快速查找煤体氧化异常点

在1409工作面防火中使用了ST6防爆红外探测仪, 在采煤期间, 对上下平巷局部地段存在高冒区的上帮、顶板和下帮设点探测红外场强的辐射情况, 沿巷道走向每隔5 m探测三个点, 分别是上帮中、顶板中和下帮中, 按顺序编号, 探测数据升井后及时输入微机, 画出曲线, 探测工作每隔5 d进行一次, 对连续几次测定的数据和曲线形状进行对比分析, 发现有变化时, 立即找出原因, 对发现有异常的地点, 及时再次测定, 探测点的间距缩小, 有时每隔两架棚档就测定一次, 并在每个测点位置增加探测部位, 如顶板有时探测三个部位:顶板上 (靠近上帮位置) 、顶板中、顶板下 (靠近下帮位置) 。

1.2 回采期间煤层自燃预防

1.2.1 采空区注氮

采取了两种注氮方式:一种是自进风平巷上隅角向老空内埋设2趟2寸钢管, 管路出口相距24 m, 两路管路交替注氮, 当一路管路埋设深度达到48 m时即断开重新埋设, 注氮位置始终保持在上隅角以里24~48 m处, 防止了氮气从支架后大量泄露进入工作面;另一种方式是在后部进风石门内提前埋设注氮管路, 在工作面推采过该石门前, 自石门内向石门两侧平巷内埋设注氮钢管, 并随工作面向前推采, 不断延长, 管路出口分别相距60 m, 共埋设4趟, 老空注氮范围走向能达到300 m。1409工作面正常开采期间, 每5 d一次对采空区注氮。进入末采阶段后, 采取了三班连续注氮措施, 两台制氮机交替开机, 分别开机5 h, 注氮量5 000 m3/班, 累计注氮600万m3。

1.2.2 工作面单体支柱段洒浆、采空区灌浆

在推采过程中, 在采空区预留注浆管路, 随工作面推进向外接管路, 保持深度在30~60 m向采空区注浆, 同时工作面上部单体支护段采取了洒浆措施。正常推采过程中, 每天二班注浆, 每班注浆6车黄土, 泥浆比例为1∶3~1∶5。进入末采阶段后采取了三班注浆措施, 并在浆液中加入MEA等防火剂, 提高泥浆粘稠度, 提高堵漏效果。注浆用黄土2 705车, 灌浆量达到1.63万m3。

1.2.3 落实采空区注水措施

(1) 实施高位钻孔注水技术。在上平巷向工作面施工3排高位注水孔, 共18个, 第一排位于支架前部, 第二排位于支架后尾梁处, 第三排位于支架后部3 m位置, 钻孔平均深度53 m, 最深17#孔长度94 m。高位注水孔注水效果:注水前CO气体监测在10×10-5~30×10-5, 最高值达到5.62×10-4, 注水后稳定在30×10-5~60×10-5, 效果比较明显。

(2) 综放支架顶部注水。在1409工作面推采期间, 40架以下架顶出现CO异常, 达到37×10-6, 采取了对工作面60架以下逐架进行打钻注水处理。使用KZG-15型隔爆型震动冲击电钻配麻花钎子打眼, 深度2.5~4 m, 下4分套管, 接通水管进行注水。每架设钻孔三个, 一个位于架前, 一个位于支架中部, 一个位于架后尾梁处, 随工作面推采, 及时补孔。CO降到了2×10-6。

1.2.4 隅角注胶体封堵漏风

应用胶体防火技术及相关设备, 向采空区注入胶体, 固化、包围浮煤。对工作面上隅角及工作面单体支护段采取了胶体注浆堵漏技术, 注入高分子材料、胶体泥浆、增稠剂、MEA等防火材料, 封堵采空区漏风。

1.2.5 上下平巷后部建编织袋墙降低漏风深度

工作面正常推采情况下, 每15 m建一道墙。并根据后部冒落情况随时建筑, 改变采空区漏风路线, 降低采空区漏风量, 减小氧化深度。工作面推采到位后, 工作面上隅角建矸石袋墙一道, 墙后充填了MEA防火剂200 kg。

1.2.6 将煤体固结, 形成整体屏障

工作面推采至位置后对上隅角、单体支柱段采取了喷涂堵漏技术, 喷洒玛丽散, 将煤体固结, 形成一个整体屏障, 减少漏风。

1.2.7 控制风量, 减少氧化带宽度

工作面末采期间在下石门构筑了调节风门, 工作面风量控制在了600 m3/min以下。工作面回撤时, 由于需要回撤机电设备, 拆除了下石门风门, 在-840岩巷煤仓处构筑了挡风墙, 过皮带处加设了风帘, 每班安排专人检查维护, 严格将风量控制在500~600 m3/min。

1.3 回采期间煤层自燃隐患处理

1409工作面因顶板破碎, 煤壁片帮冒顶严重, 推采速度慢, 造成老空遗煤及支架顶部破碎煤体氧化产生发火隐患, 下隅角气体达到40×10-6, 支架顶部煤体中测点CO浓度最高达到1 403×10-3, 采取了老空注氮、注浆、上、下隅角垒砌矸石袋墙、支架顶煤注水、高位钻孔注水、注胶体泥浆、高分子材料、隅角充填封堵等综合防火措施, 在工作面推采极慢的情况下, 将已经出现的发火隐患消除, 保证了工作面安全开采。

2 结语

通过分析和研究大倾角综放面煤层自然发火特点及其规律, 提出了大倾角综放面煤层自燃早期预报及预防体系。合理运用煤层自燃火灾治理技术, 制定大倾角综放面综合防灭火技术方案, 通过在1409大倾角综放面回采过程中现场应用, 确保了1409大倾角综放面的安全生产。对相似综放工作面开采防灭火具有一定的指导意义。

摘要：通过分析大倾角综放面煤层自然发火特点及其规律, 制定了大倾角综放面综合防灭火技术方案, 通过在大倾角采煤工作面回采过程中现场应用, 实现了大倾角工作面的安全生产。

预防煤层自燃 篇7

煤层的自燃现象是指煤炭在自然环境下的燃烧现象, 它是由沿煤层露头氧化聚热或者采空区有裂缝而引起的。由于煤层可燃, 所以自燃会引起煤田大面积的燃烧破坏。所以, 煤层自燃火灾具有很大的危害, 主要表现如下:1) 破坏生产秩序。由于大面积火灾, 所以大量资源、材料、生产设备等遭到破坏, 并且限制了煤炭的采储区域, 影响了生产秩序。2) 破坏周围环境。煤层的燃烧不仅会使煤层遭到破坏, 而且会对周围的生态环境造成影响, 例如:地表塌陷、植被无法再生、河流改道等。3) 威胁矿工的健康。煤层燃烧, 消耗了空气中的氧气, 容易使人员窒息;产生了一些有毒气体, 容易使矿井下人员中毒;产生大量热能, 容易烧伤人员。4) 造成矿工心理阴影。火灾会让人们惊慌失措, 产生恐惧心理, 不利于矿工的心理健康。

综上所述, 矿井火灾会造成很严重的危害, 它不仅使经济受到损失, 而且会给人们的健康造成威胁。并且, 当前大部分的矿井火灾都是由于自燃引起的。据有关统计:矿井总火灾中, 自燃所占的比重在90%以上, 存在自燃火灾隐患的国有矿井约占56%。所以, 煤层自燃不仅危害大, 而且普遍存在, 所以, 应该引起相关人员的足够重视。

2 复合煤层自燃发火

2.1 煤自燃的发展过程

煤自燃是个复杂的过程, 它包括三个阶段, 分别是:准备期、自热期和燃烧期。如图1所示:

结合图1对这三个过程进行具体的分析:准备期是个平缓的氧化过程, 煤炭吸附空气中的氧形成不稳定的氧化物或者游离基, 在此过程中看不出温度的上升;自热期是个有着明显热反应的过程, 在此过程中, 煤的氧化快, 产生大量的热量, 温度上升, 当温度达到某一临界值的时候, 煤开始干馏, 生成可燃的芳香族碳氢化合物、H2和CO2;燃烧期是煤着火燃烧的过程, 伴随着明火、烟雾、CO和CO2等现象的发生。

2.2 复合煤层自燃的特点

针对复合煤层自身特征和煤层自燃过程, 提出下列复合煤层自燃的特点:1) 容易发生保护煤柱自燃;2) 开切眼、停采线附近的采空区易自燃;3) 采空区三带会发生动态移动;4) 采空区自燃高温范围大;5) 采空区高温点隐蔽;6) 回采期间参在采空区二道自燃火灾威胁。

2.3 煤层自燃的影响因素

不同煤层的自燃性不同, 同一煤层的自燃性也不同, 这既与煤层所处环境有关, 也与煤层自身条件有关。在地质、开采方面, 影响因素包括:煤层厚度、煤层倾角、煤层埋藏深度、地质构造、围岩性质、煤的瓦斯含量、开采条件、漏风条件等;煤自身的影响因素包括:煤质、煤的分子结构、煤中矿物质、水分、灰分、煤的破碎性等;煤自燃的外界因素包括:氧气浓度、煤岩温度、漏风强度、松散煤体瓦斯涌出量、松散煤体空隙率、松散煤体厚度等。

3 复合煤层自燃火灾的防治技术

结合复合煤层的自燃特点和影响因素等方面, 并且参考相关文献笔者提出下列有效的防治技术, 分别为:注浆防灭火技术、氮气防灭火技术、堵漏防灭火技术、均压防灭火技术、凝胶防灭火技术。

3.1 注浆防灭火技术

注浆技术是通过浆液灌注隔绝煤与氧气的接触而发挥作用的防火技术。具体过程为:配制一定浓度的水与不燃性固体材料的浆液, 通过输浆管道输送到有自燃隐患的地方, 灌注浆液于缝隙之间, 填充缝隙并将浮煤包裹起来。此种技术的特点是:对施工条件要求低, 能放下钻机即可以施工, 并且准确性高, 只要保证钻孔位置, 就能达到预期效果。

3.2 氮气防灭火技术

氮气防灭火技术是利用惰性的液氮置换空气来达到防火的技术。不同氮气的惰化程度不同, 注氮量、氮气纯度越高, 惰性越强。并且, 在防火区域要阻止新鲜空气的流动, 否则会影响氮气的惰性。氮气防灭火技术中的氮气还具有降温作用, 并且与气氮相比, 液氮的冷却性能强。与注浆防灭火技术相比, 氮气防灭火技术具有污染性小、腐蚀性小、能安全快速恢复工作、经济性强等优势。

3.3 堵漏防灭火技术

堵漏技术是通过密闭煤柱或采空区, 阻隔煤与氧气的接触来防火的一项技术。可以通过很多措施来实现这一技术, 当前, 堵漏材料和技术的发展迅速。其中, 堵漏巷顶高冒采用抗压水泥泡沫和凝胶堵漏技术;堵漏巷帮采用的材料为水泥浆和高水速凝材料, 技术为凝胶堵漏技术;堵漏采空区采用的是均压、惰泡、凝胶、尾矿泥等技术。在诸多技术中, 技术相对成熟的技术为均压和凝胶防灭火技术, 并且, 它们还具有操作简单、污染小、经济性好等优点。

3.4 均压防灭火技术

均压技术是通过阻断氧气而进行防火的一项技术。它通过通风原理, 不给采空区或火区提供新鲜空气, 从而惰化火区。均压防灭火技术的特点是:在防止煤自燃的同时能够在其附近实施安全采煤, 既保证了安全性, 也保证了经济性。但是, 当前的技术手段还没有将各个环节集合在一起, 仍处于人工操作阶段。若是能通过计算机技术能组成一个均压通风实时动态监测系统, 则会使该项技术得到更好的应用效果。

3.5 凝胶防灭火技术

凝胶技术是将堵漏、降温、阻化等各种途径集于一体的一项技术。矿井的防火技术中所用的胶体包括凝胶、假凝胶和类似凝胶的粘稠液体等, 并且常常加入一些骨料 (如粉煤灰、黄土等) 。凝胶技术的特点是:适用范围广、速度快、安全、复燃性低等。

4 结语

在煤炭的生产过程中, 要特别关注煤层开采自燃火灾的防治工作。相关部门要从多方面制定切实可行的措施, 不仅要结合当地煤层特点, 选用合理的防治技术, 加强对防治技术的深入研究, 而且要加强在煤层开采中的组织保障、生产管理和监督工作, 在全行业中树立“安全第一”的思想, 从而保障复合煤层开采工作顺利进行。

摘要：在开采过程中, 复合煤层容易发生自燃, 引起火灾, 这不仅妨碍了开采工作的正常进行, 而且对矿工的身体、心理健康也造成了巨大的威胁。所以, 对于复合煤层开采中自燃火灾的防治就显得尤为重要。本文即结合煤层自燃的原理、复合煤层的特点及影响因素等方面, 讨论了防治煤层火灾的一些有效技术, 希望对相关工作者有所帮助。

关键词：复合煤层,自燃原理,影响因素,火灾防治技术

参考文献