煤层火灾

2024-08-04

煤层火灾(共5篇)

煤层火灾 篇1

1 矿井概况

安徽国投新集有限公司新集三矿为急倾斜煤层开采矿井, 矿井核定生产能力为75万吨/年。主采煤层为13煤、11-2煤、8-1煤, 各煤层平均厚度分别为3.8m、2.65m、2.71m。各煤层的倾角为60~90度。矿井开拓方式为立井多水平、集中大巷、分区石门开拓。采区巷道布置方式为各煤层分别布置采区巷道, 煤层内采区巷道为生根系统小眼平行布置, 小眼间距5米。矿井的开采方式为采区内各煤层至上而下开采, 工作面后退式。采用沿走向推进, 伪倾斜柔性掩护支架放炮落煤, 全部陷落法管理顶底板的采煤方法。根据三矿急倾斜煤层采区生根系统为小眼布置的特点, 建矿以来煤层自燃发火大多发生在采空区封闭墙附近。

2 急倾斜煤层防灭火特殊性

2.1 束管监测系统

急倾斜煤层工作面开采后采空区内煤矸依靠重力自然下落, 如安设束管监测系统冒落的煤矸容易将束管砸坏, 使束管起不到应有的监测作用。

2.2 灌浆问题

新集三矿采煤方法为伪倾斜柔性掩护支架采煤法, 开采过程中一般首先回采上部工作面, 等上部工作面开采完毕封闭一段时间后, 方布置下一工作面。如对煤层灌浆后易造成溃浆溃水, 对下一回采工作面构成水患威胁。

3 急倾斜煤层火灾预防措施

3.1 采用夹层注浆技术对采空区进行封闭

工作面回采完毕以后, 在45天内对采空区进行封闭。为确保采空区封闭质量, 采用夹层注浆技术进行封闭:首先由通风区划定封闭位置, 并对封闭位置前后5m采用双棚支护, 增加支护强度;然后使用瓦石、砂浆砌筑两道密闭墙, 并对施工位置巷道进行掏槽, 掏槽深度不小于500mm, 墙体厚度700mm, 双墙间距1m, 最后对双墙之间夹层注满水泥, 并对外侧墙壁进行喷浆。

采用夹层注浆技术对采空区进行封闭, 极大的增加了密闭强的严密性, 提高墙体抗压能力, 极大的减少了采空区漏风造成的自然发火事故。

3.2 氮气惰性气体防灭火技术

惰性气体防治矿井火灾, 是世界主要产煤国家所公认为行之有效的技术措施。我国早在50~60年代曾使用炉烟 (地面固定式燃烧煤炭制取含有N、C的一种惰性气体) 、干冰 (固态CO2) 防治矿井火灾;进入70年代, 四川天府煤矿、辽宁阜新等局进行液氮防治火灾的试验与应用, 取得了成效;进入80年代末, 抚顺局利用氧气厂尾气 (氨) 在厚煤层放顶煤综采面防治采空区自然发火成功。

目前, 地面永久制氮系统及井下移动制氮机是矿井防灭火氮气的主要来源。现在新集三矿通过在地面建立永久制氮机站, 通过风井、水平巷道各级上山布置主干管路, 分水平、分阶段布置支管路, 对各采区密闭墙内进行注氮, 惰化采空区内气体, 达到防止采空区自燃发火的目的, 并取得了良好效果。

现通过新集三矿2013年3月11日对241105采空区注氮前后采空区内气体变化情况分析注氮效果 (见表1) 。

通过注氮前后采空区内气体变化情况可以明显看出, 注氮后采空区内氧气浓度明显降低。说明通过采区密闭墙内注氮, 可以有效惰化采空区内气体, 达到防止采空区自燃发火的目的。

(检测日期:2013-3-11)

3.3 利用标志气体对煤层火灾进行早期监测

煤层自燃程度与标志气体的关系煤是以碳氢为主体并含有其他矿物元素的矿物体。煤体自燃一般要经过潜伏期 (即吸附氧化) 、自热期 (即氧化聚热) 、发展期 (即着火临界阶段) 和发生明火等阶段 (个别煤种并不一定经过这4个阶段) , 由于煤自燃的各个阶段温度不同, 所产生具有代表性的气体也不同, 如CO、C2H4、C2H2等。如果我们利用这些气体作为煤层自燃的标志气体, 对其进行预测预报, 可以对判别煤的自燃程度, 及时采取针对性的措施, 消除隐患, 防止其发展成灾等工作有着指导性的意义。

新集三矿每7天对全矿采空区密闭墙内气体温度等情况进行普查一遍, 并对重点区域定期取气样利用气象色谱仪进行气体分析, 掌握煤层内CO、C2H4、C2H2等各项指标的内在规律, 从而有效地防止煤层火灾的发生。退一步讲, 即使产生了煤层火灾隐患, 若煤层火灾的早期预测预报工作扎实, 手段齐备, 装备齐全, 就能及时发现隐患, 准确判断煤自燃处在什么样的阶段, 可以将隐患消除在灾害之前, 达到防患于未然的目的。

3.4 矿井火灾预测预报系统

对煤矿井下可能发生火灾的危险地点进行监测并将监测结果传输到地面调度室进行分析, 以便及时发现险情, 采取措施消除火灾隐患, 提高矿井抗御火灾的能力。同时可用来观察被封闭火区的灭火质量。用火灾预测预报系统预报外因火灾的主要目的在于火灾发生的初始阶段及时发现火源, 确定火区位置, 发出报警信号, 方便调度室及时采取有效的对灾变处理措施, 将火灾扑灭在发生的初期。

新集三矿于2004年底安装了井下安全监控系统, 在井下各回风石门、回采工作面及密闭墙前安设了CO传感器、温度传感器、烟雾传感器等, 其中CO传感器16台, 温度传感器7台, 烟雾传感器7台, 对井下有火灾危险的区域性和地点的CO和温度变化情况进行时时监控, 及时发现隐患并进行处理。

4 小结

急倾斜煤层自燃发火是诸多因素综合作用的结果, 并且有一定的规律可循;加强采掘工作面的现场管理, 提高工程质量, 提高广大职工的防火意识, 是减少或消灭煤层自燃发火的重要前提。另外, 坚持采空区防灭火预测预报工作, 掌握自然发火征兆;加大通风设施维修力度, 减少采空区漏风, 从而尽可能减少采空区漏风供氧;科学合理地调配风量, 严格按照《煤矿安全规程》要求的需风量配风, 坚持低风量低风压原则, 降低工作面采空区漏风风路两端的风压差, 以减少漏风, 进而达到防灭火的目的;加大防灭火投入力度, 引进新的防灭火技术装备等措施, 也是有效控制矿井火灾的重要组成。

参考文献

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[2]国家煤矿安全监察局.矿井火灾防治 (新) B类[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2004.

[3]煤矿安全规程读本编委会.煤矿安全规程读本[M].北京:煤炭工业出版社, 2005.

[4]王省身, 张国枢.矿井火灾防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1990.

[5]王省身, 等.矿井灾害防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2005.

[6]煤炭行业煤炭安全标准化技术委员会.煤炭行业标准汇编:煤矿安全卷 (1-3) [S].北京:煤炭工业出版社, 2007.

[7]陈水峰.煤矿自燃火灾防治[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.

[8]徐精彩, 张辛亥等.煤层自樵胶体防灭火理论与技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2003.

[9]古惠田, 等.煤矿职工安全手册 (河南神火煤电公司) [S].徐州:中国矿业大学出版社, 2005.

煤层火灾 篇2

宏达煤矿位于河南省新密市来集镇裴沟村, 2005年被郑煤集团整合。该矿井田面积0.442 62km2, 开采二1煤层, 设计生产能力0.3 Mt/a;属低瓦斯矿井, 煤尘具有爆炸性, 煤层自燃倾向性为不易自燃;中央并列式通风, 单水平下山开拓, 采用走向长壁后退式采煤方法。

21021采煤工作面设计走向长580 m, 工作面切巷长80 m, 煤层以单斜为主, 煤厚2~15 m, 平均煤厚6 m, 工作面采用Π型钢梁配合单体液压支柱支护。该工作面于2011年5月1日停采, 剩余可采长度80 m, 处于技改阶段。

宏达煤矿21采区原为郑煤集团裴沟煤矿煤田, 20世纪90年代裴沟煤矿在该采区沿煤层顶板布置有巷道, 因巷道出水放弃在该采区采煤, 宏达煤矿21021工作面在回采过程中发现裴沟煤矿留有的废弃巷道, 巷道布置如图1所示。

2 事故经过

2011年10月30日8:15, 宏达煤矿调度室接到井下安检员汇报:21021采煤工作面下安全出口向上6 m靠煤墙巷道顶部煤体有65 cm2左右的明火。调度员向矿值班领导汇报, 值班领导立即启动火灾事故处理应急预案, 电话通知井下所有人员撤到新鲜风流中, 同时, 向郑煤集团公司调度室汇报、通知救护队, 并组织成立救灾抢险指挥部。

8:43救护队到达该矿下井侦察火情, 经侦察发现, 21021工作面下安全出口向上6 m靠煤墙侧支护工作面的Π型钢梁的上部煤体燃烧有3处明火, 长5.5 m、宽1.0 m, 火焰呈蓝色, 测得CO浓度为0.01%、CH4浓度为0.04%、CO2浓度为0.1%、O2浓度为20%, 温度40℃;沿工作面继续向上侦察至工作面回风巷口, 没有发现其他着火点, 巷道内有轻烟, 救护队立即向抢险指挥部汇报侦察结果。

3 事故应急处理技术

抢险指挥部根据21021工作面着火点情况和回风流各种气体浓度, 制订21021工作面火灾事故处理应急灭火方案: (1) 用水扑灭煤体表面灭火; (2) 打钻注水, 消除煤体内部阴燃火; (3) 如果火势扩大无法直接灭火, 对火区进行封闭。

3.1 用水直接灭火

救护人员安装水管接通水源, 从火焰边缘逐步向火源中心喷水直接灭火, 13:15, 着火地点区域内已看不到明火。经仔细观察, 发现火点上部煤体内有一外宽里窄的裂缝, 能看到2 m多深, 裂缝内煤体仍在燃烧, 救护人员把长3 m的钢管连接水管插入裂缝内注水灭火。但自燃地点煤层较厚, 工作面停产时间较长, 工作面单体液压柱卸压, 煤层下沉与顶板离层, 在煤层与顶板之间形成裂隙, 小火顺着裂隙在煤体内部燃烧, 并有向工作面上部发展的趋势。21:15, 救护人员检测到21021采煤工作面回风流中CO浓度为0.002 8%, 着火点沿工作面向上40 m采空区侧局部CO浓度达0.055 4%, 立即向指挥部汇报并检查气体情况。

3.2 打钻注水、注罗可休灭火

直接灭火无法把煤体缝隙内火灾扑灭, 指挥部要求救护队继续注水并严密观察气体变化情况, 同时安排矿方组织技术人员同救护队配合, 在21021工作面着火点周围及煤层温度和CO气体浓度异常的地点布置钻孔, 打钻孔下套管注水灭火, 钻孔布置如图2、图3所示。

10月31日5:15, 救护队检测, 21021工作面回风流中CO浓度达0.013%;17:00, 21021工作面回风流中CO浓度上升到0.020%。

根据指挥部的安排, 11月1日零点班开始向钻孔内注罗克休。截止11月2日八点班, 21021工作面累计打钻孔15个, 其中注罗克休的钻孔8个, 共计注入罗克休2 850 kg。各钻孔的位置、倾角、孔深、注罗克休情况见表1。随着各钻孔注水和注罗克休, 21021工作面回风流中的CO由最高时的0.020%逐渐消失, 并呈稳定趋势。

11月3日, 21021工作面回风流中的CO一直处于稳定状态, 但工作面采空区侧局部地点CO浓度在0.006%~0.008%。11月3日八点班, 指挥部决定向工作面采空区侧的空隙内充填物料, 注入罗克休1 000 kg, 以切断CO的涌出通道。经过连续检测, 到11月5日四点班, 21021工作面采空区侧局部地点的CO浓度始终稳定在0.004%以下。

11月6日零点班, 救护队检测气体时发现, 21021工作面采空区侧局部地点CO浓度逐步升高, 最高时为0.013%。八点班, 21021工作面回风流、上隅角出现CO最高浓度为0.007%;工作面采空区侧局部CO浓度上升到0.079%。

3.3 封闭火区, 窒息灭火

11月6日八点班, 工作面的气体变化情况表明煤体裂隙内火仍在燃烧, 指挥部决定由救护队落实窒息灭火技术措施[1]。

(1) 对21021工作面两巷同时实施封闭。先构筑5 m厚防爆墙, 紧靠防爆墙建造板闭, 板闭外喷涂快速密闭, 板闭外0.3 m处各建造1道0.5 m厚的砖闭, 砖闭建成后, 在砖闭和板闭之间注罗克休, 并对21021两巷砖闭周围煤体注罗克休充填煤层裂隙。

(2) 在21021工作面高抽巷原密闭外建0.5 m厚的砖闭, 并对砖闭周围煤体注罗克休。11月10日3:00, 高抽巷、21021两巷密闭建成后 (图1) , 21021回风巷密闭内CO浓度由最高时的0.036%逐步降低并稳定在0.003%~0.005%;但经检测发现, 矿井总回风巷风流中CO浓度为0.032%, 这说明井下其他区域有新的高温点存在或有与21021工作面采空区相连通的通道。

为了彻底查明矿井总回风巷CO浓度升高的原因, 11月10日15:00, 救护队沿矿井总回风巷对井下所有可能引起总回风巷内CO浓度升高的巷道进行逐巷排查, 在11061回风巷口向里80~130 m范围内发现巷道局部温度较高, CO浓度为0.170%~0.190%, 巷道内有水珠。沿巷道向里至11061中联巷以里巷道, 巷道内CO浓度0.418%, 温度19℃。经分析认为, 11061回风巷内高浓度CO是由于21021工作面封闭后火区产生的CO通过老空、老巷、裂隙扩散到11061回风巷所致, 矿井总回风巷CO浓度升高是11061回风巷CO涌出所致。

综合上述情况, 指挥部制订灭火技术方案: (1) 对11061两巷有CO涌出区域实施封闭堵漏。 (2) 对21021两巷、高抽巷密闭外5m范围巷道表面喷浆堵漏。 (3) 在21021回风巷建造均压室。 (4) 调整降低矿井主要通风机负压。

11月14日, 救护队在11061两巷各建造500mm厚的砖墙1道 (图1) , 同时完成了21021两巷、高抽巷密闭外5 m范围巷道表面的喷浆堵漏, 又调整降低矿井负压, 负压由600 Pa调整为400 Pa左右, 并在21021回风巷建造均压室, 降低21021工作面两巷压差, 采取一切措施减少火区漏风。以上措施落实后, 矿井总回风巷内CO浓度陆续降低并消失。随后, 由救护队继续定期对各密闭地点和矿井总回风巷的气体进行检测, 经过采取一系列封堵措施和均压技术[2], 火区内温度和CO、O2浓度逐渐下降, CH4、CO2气体浓度逐渐上升, 截止到2012年5月底, 21021火区内CO消失, O2浓度下降到5%以下, 温度下降到20℃以下。火区内气体及温度变化情况如图4、图5所示, 以上各种指标稳定了180 d以上, 符合火区熄灭条件[3], 说明火区火已经熄灭。

4 事故原因分析

21021采煤工作面停采时间长, 没有及时封闭, 工作面供风正常。工作面回采后顶板压力重新分布, 停采期间工作面顶板压力逐渐加大, 支护顶板的单体液压支柱泄压或下陷, 造成工作面支架上方煤体下沉, 与工作面煤墙形成裂隙, 风流顺着裂隙进入煤体内部, 且煤体又比较破碎, 使裂缝内破碎煤体长时间处于微风供氧状态, 破碎煤体因供风氧化、蓄热升温、加速氧化、再积热升温而引起煤体自燃。

5 结语

(1) 宏达煤矿21021采煤工作面自燃火灾事故的处理, 是一起比较典型的灭火案例, 由于21采区老巷纵横, 四处漏风, 阴燃火在破碎煤体中持续燃烧, 使灭火难度加大, 采用多种灭火技术才把火扑灭。从直接灭火、打钻注水、注罗克休灭火、封闭21021自燃火灾工作面, 扩大到封闭距火区百米以外11061采煤工作面;又通过调压均压灭火技术, 减少火区漏风, 使其缺氧熄灭, 灭火历时15 d。如果自燃火灾发生在高瓦斯矿井, 在长时间灭火处理过程中, 极易引发瓦斯爆炸事故, 给抢险救灾人员带来巨大的安全威胁。因此, 必须采取有效措施消除煤层自燃火灾隐患。生产矿井必须合理选择开采方式和防范技术, 加强有害气体检测监控和预警预报, 减少和消除自燃火灾事故的发生。

(2) 宏达煤矿火灾事故是在复杂条件下用常规手段处理的一起成功灭火案例。随着新装备、新技术、新工艺在煤矿中推广, 特别是N2、CO2等惰性气体在煤矿火灾事故中的应用, 煤矿火灾的事故处理变得更为安全、高效、方便。例如宏达矿煤体内部阴燃火的处理是灭火的难点, 如果使用惰性气体灭火, 可利用钻孔把惰性气体压入破碎煤体内, 由于气体流动性, 可用惰性气体充填煤层裂隙使火缺氧熄灭。即使打钻局部注惰性气体不能把火扑灭, 也可以把21021工作面封闭, 向火区注入液态氮气或CO2等惰性气体, 惰性气体会使火区惰化而起到抑燃抑爆作用, 使火区缺氧灭火。同时, 液态惰性气体在气化过程中能迅速降低火区温度, 减少采区设备损坏, 使采区尽快恢复生产, 更重要的是, 可有效消除长时间处理火灾事故给救援人员乃至整个矿井人员带来的巨大安全威胁。

摘要:2011年10月30日, 处于技改阶段的宏达煤矿21021采煤工作面发生自燃火灾, 由于煤层较厚、老巷交错、煤体破碎、四处漏风, 灭火困难, 经分析研究, 确定直接采用水灭火、打钻注水、注罗可休、封闭火区等综合灭火技术。该技术的应用缩短了火灾事故处理时间, 消除了自燃火灾对救援人员乃至整个矿井人员的巨大威胁。

关键词:工作面自燃,漏风,灭火技术

参考文献

[1]王志坚.矿山救护指挥员[M].北京:煤炭工业出版社, 2007.

[2]王德明.矿井通风与安全[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2007.

煤层火灾 篇3

关键词:突出煤层,自燃火灾,应急处理

1 矿井概况

兴达煤矿位于河南省登封市白坪乡, 为2005年郑煤集团资源整合矿井, 现隶属于郑煤集团嵩阳煤业有限公司, 2008年经煤炭科学总院重庆分院鉴定为煤与瓦斯突出矿井, 暂处于停工停产状态, 井下只允许通风排水。矿井设计生产能力0.3 Mt/a, 主采二1煤层, 煤层厚0~10 m, 平均厚4.26 m, 属不易自燃煤层, 煤尘不具有爆炸危险性, 为典型的三软不稳定煤层, 具有顶板软、底板软、煤层软、煤层局部突变增厚、瓦斯赋存含量大等特点。

兴达煤矿11101采煤工作面位于突出危险区域, 工作面执行顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施, 区域措施效果检验指标不超 (实测煤层残存瓦斯含量3.61~6.90 m3/t, 瓦斯压力0.14 MPa) , 已消除工作面突出危险性, 于2010年11月通过消突评价。因受兼并重组政策影响, 工作面暂未生产。

2 事故经过

2012年10月18日00:18, 兴达煤矿11101采煤工作面回风巷CO传感器显示出现异常, 04:34工作面CO数值达到0.002 4%开始报警。嵩阳公司通风调度人员在报警之后立刻调阅矿井监控数据曲线图并汇报值班领导, 此时矿井总回风巷CO数据也呈现逐渐升高趋势。经分析判断应为工作面出现火灾, 立即通知矿井调度室安排井下人员撤至副井底新鲜风流中, 并通知集团公司总调度室联系救护队。救护队人员于05:36到矿入井侦察火灾情况, 在救护队人员下井排查后发现工作面下安全出口3~4 m位置顶部出现明火, 着火面积2 m2左右, 煤层自燃且有蔓延的趋势。

3 火灾事故应急处理方案

3.1 方案提出

为了尽快缓解工作面火灾蔓延趋势, 公司领导成立临时指挥小组, 研究灭火方案, 同时准备灭火所需的各种器材和工具。在听取井下救护队员的详细汇报后, 研究制订出灭火方案。①由救护队员现场采用直接灭火办法, 控制明火、降温、灭火, 同时观测气体、回风气流及支护情况, 并采用铁制钎椽加固着火地段巷道, 防止顶煤冒落;②明火灭完后, 采取煤体注水措施, 进一步直接降温、灭火;③若直接灭火办法不能解决问题, 最终密闭工作面。

3.2 方案实施

3.2.1 火灾前后气体浓度观测分析

工作面发生火灾事故后, 通过连续性气体观测发现, 工作面CO数据呈现直线上升趋势, 但CH4数据基本稳定在0.1%以下 (图1) 。结合救护队员井下侦察后情况汇报, 工作面着火点支护完好, 说明火灾不太严重, 得知这一情况后, 果断下达直接灭火指示, 并准备铁钎椽等护顶材料, 防止顶煤垮落造成CH4大量涌出, 从而导致事故的进一步扩大。

从图1、图2中可以看出, 工作面着火点通过高压水浇灌后火势得以控制, CO浓度呈现直线下降趋势, CH4浓度基本稳定在0.06%, 直接灭火方法是有效可行的。

3.2.2 工作面明火消除后注水降温措施

11101工作面CO、CH4气体监测数据显示恢复正常后, 由救护队员再次进行侦察后发现着火点上方形成深约1 m的空洞, 暂无瓦斯积聚。为防止顶板垮落造成瓦斯大量涌出, 由救护队员将黄土装袋后采用铁钎椽进行护顶, 然后进行煤体注水, 防止深部煤层复燃。工作面注水孔布置如图2所示。

工作面注水钻孔自胶带运输巷安全出口往上每3 m一组, 孔深4~5 m, 控制切巷顶煤全厚和煤墙侧1.5~2.0 m, 钻孔采用20 MPa以上高压注水, 注水期间每2 h测量注水孔口返流水温和CO、CH4气体变化情况, 11101采煤工作面着火点注水钻孔返流水温观测数据如图3所示。

通过对注水钻孔返流水温和CO、CH4气体的观测, 钻孔注水期间CO数据测定值为0, 注水钻孔返流水温也由最高值57 ℃降为18 ℃, 并趋于稳定, 进一步验证了采用煤体注水的方式进行降温、灭火的方法是有效可行的。

3.3 防范措施

为进一步消除事故隐患, 防止矿井因停工停产时间较长造成深部煤层再次复燃, 通过对井下各种监测数据的对比分析, 制订防范措施。

(1) 工作面在获得集团公司批复后采取快速推进30 m的方式脱离着火点, 并尽可能将工作面采空区侧留煤清理干净。

(2) 工作面推进期间采空区侧喷洒阻燃剂, 上隅角埋管进行间歇性注水, 防止采空区侧留煤造成煤层再次复燃。

(3) 工作面推进期间瓦斯抽放钻孔暂停抽放, 并利用报废的顺层预抽钻孔进行煤体注水。

(4) 工作面上隅角增设1台CO传感器与回风流传感器数据进行对比分析, 并将CO浓度报警值由0.002 4%下调为0.000 5%, 由矿井通风调度人员每小时进行记录数据变化情况, 进行准确分析判断。

(5) 公司及矿领导进行现场跟班, 并加强对温度和CO、CH4等气体的监测, 指导工作面推进期间的安全生产。

4 结语

兴达煤矿11101采煤工作面煤层自燃事故的应急处理是成功的, 做到了自燃火灾提前预警、早发现、早处理, 从而达到了消灭三软突出煤层自燃事故伤亡、将事故损失降到最低程度的目的。

(1) 提前预警, 准确判断, 快速行动是前提。

从工作面CO报警到分析判断到救护队员下井侦查灾情, 仅用1.5 h, 为地面指挥人员的科学决策赢得了宝贵的时间。

(2) 选定科学合理的灭火技术方案是关键。

结合地面监测数据和井下救护队员的汇报, 地面指挥人员果断地作出分析判断, 镇定地指挥灭火全过程, 每一个环节都做到了“零”失误, 为事故的应急处理提供了有力的技术保证。

(3) 人员和物资保障是后盾。

煤层火灾 篇4

1 煤层自燃条件

煤炭自燃的基本条件: (1) 破碎状态的煤; (2) 含氧量较高的空气流; (3) 风速适当, 煤氧化生成的热量不断积聚; (4) 上面3个必备条件同时存在且保持一定时间。煤炭能在常温下吸附空气中的氧而氧化, 产生一定的热量。若氧化生成的热量较少并能及时散失, 则煤温不会升高;若氧化生成的热量大于向周围散失的热量, 煤温将升高。随着煤温的继续升高, 氧化速度加快, 从而产生更多的热量, 煤温也急剧上升, 当煤温达到着火点 (300~350℃) 时, 煤即自燃。

2 防治煤层火灾体系建立

综上所述, 只有在可燃物、助燃物和着火源3个条件同时具备, 且数量达到一定比例的前提下, 互相结合, 互相作用, 燃烧才能发生。否则, 燃烧不能发生。可见, 不论采用什么措施, 只要破坏已经产生的燃烧条件, 去掉其中任何一个, 火灾即可预防。针对煤层易自燃原因、自燃区域、自燃条件、火灾预警技术、火灾治理技术, 提出“科学评价、高效预警、主动预防、快速治理”火灾防治体系, 实现千秋煤矿自然发火零事故。

2.1 科学评价

煤自燃同时具备必然性和偶然性的特点[1], 但是在易自然发火地点方面还是有一定规律可循的。在不断总结煤层发火原因、易发火区域等因素后, 根据煤层赋存条件 (煤层厚度、倾角、地质构造) 、开采技术条件、通风方式、自燃灾害危害后果等因素, 对井下易发火区域进行划分, 最终确定易发火区域和发火危险等级。

(1) Ⅰ类自然发火危险区域。 (1) 采煤工作面进、回风巷和开切眼、终采线附近, 以及开采层采空区内, 由于供氧连续充分且持久, 加之破碎煤体最多, 所以发生自燃火灾的次数最多。 (2) 地质构造复杂的地区, 包括断层、褶皱发育地带、岩浆入侵地带等, 该类地区由于煤层受张拉、挤压, 产生大量裂隙, 煤体松碎, 吸氧条件好, 氧化性能高, 导致自然发火频繁。 (3) 工作面高冒区域呈“封闭和半封闭型”漏风, 供氧条件较好, 但散热性能差, 热量积聚后容易发生自燃。采空区下掘进巷道顶部与采空区相连通的高冒区, 自然发火现象多发。 (4) 在回柱放顶时, 采煤工作面上、下隅角回风巷上帮、运输巷下帮塌落不实, 易形成三角区漏风通道;上、下隅角处于漏风进出点;上、下隅角易堆浮煤;综放工作面上下端头放煤不彻底, 丢下大量遗煤, 为煤炭自然发火提供了物质条件。

(2) Ⅱ类自然发火危险区域。 (1) 煤巷中的通风设施 (主要是风门、风桥、调节窗、密闭墙) 附近, 其上、下侧的风压差随着局部风阻的增大而增加。在矿山压力的缓慢作用下, 其周边煤体的裂隙逐渐发育扩展, 达到一定程度后, 氧化蓄热条件适宜, 容易造成自然发火。 (2) 封闭不严采空区, 遗留有大量浮煤且热量容易积聚。 (3) 沿空掘巷小煤柱、报废抽采钻场 (孔) 、疏压硐室、受压变形严重煤巷, 巷道变形后煤体破碎, 氧化速度加剧, 通风不畅易于积热。 (4) 独头巷道、旧巷冒顶处和溜煤眼及联络巷等处, 停工停风后不设密闭, 冒顶后浮煤不处理。

2.2 高效预警

煤的自然发火, 一般要经过3个时期:潜伏期、自热期、燃烧期。煤炭自燃可以通过人体感觉和仪器监测2种方法来识别。人体感觉有视力感觉、气味感觉、温度感觉、疲劳感觉4种, 视力感觉主要指煤层自燃矿井巷道壁有挂汗;气味感觉是指在煤层自燃矿井中可闻到煤油味、汽油味、松节油味或焦油味;温度感觉是指煤层自燃后附近煤体温度和空气温度升高;疲劳感觉是指由于煤层自燃要放出CO、CO2等有害气体, 人在这种环境中会产生头痛、闷热、精神不振、不舒服、疲劳等感觉。针对煤层自燃的特征, 开展煤层自燃火灾预测预报。

(1) 监测系统预警。在矿井监控系统的平台上, 对有可能自然发火危险区域、地点设置CO传感器, 监控井下不同地点的CO浓度, 根据不同区域通风状况、风量大小、生产工艺, 确定CO超限预警值, 井下各点火灾标志性气体CO预警值见表1。

(2) CO便携仪器定位。当井下某区域发现CO气体、高温煤体、煤油味等自然发火征兆后, 防火工、瓦斯检查员采用便携式CO报警仪根据监控系统提供的信息, 准确找到自然发火隐患点并确定是否出现自然发火隐患。

(3) 人工测量确诊。经火灾监控系统或CO便携仪器检测出井下风流中出现CO气体后, 瓦斯检查员或辅助救护队员采用CO鉴定器测量自然发火危险区域CO气体浓度, 初步判断是否存在自然发火隐患。

(4) 束管分析定性。在自然发火危险区域人工采集气样, 然后采用束管分析的方法确认自然发火的危险度, 确定是否出现自然发火标志性气体, 如有无CO、C2H4、C2H2, 并判断煤体氧化程度和自燃趋势。

2.3 主动预防技术

2.3.1 预防性注浆

注浆防灭火是最基本的煤层自然发火防治措施, 主要有采后密闭注浆、随采随灌、巷顶插管注浆、防火钻场防火钻孔注浆等形式。

(1) 采后密闭注浆。当工作面回采结束后, 在工作面两巷永久密闭上预留注浆孔, 向工作面封闭区内注浆, 注浆量以黄泥浆水接实巷顶为准, 定期进行补灌, 防止采空区空气流动。

(2) 随采随注。随采煤工作面回采, 向工作面采空区注黄泥浆, 每天至少向采空区注浆50~80m3, 以湿润包裹采空区遗煤, 防止遗煤氧化积热。注浆实行少量多轮的方法, 每次注浆量以工作面出浆水为止, 防止恶化工作面环境以及出现溃浆事故。

(3) 插管注浆。在煤巷顶煤破碎地段施工防火钻孔, 冒顶空洞的地方直接下入防火套管, 回采工作面安全出口外施工防火钻孔, 定期进行注浆降温, 保持破碎煤体湿润, 阻止煤体氧化自燃, 并能根据流下水温判定是否出现自然发火隐患。

(4) 防火钻场。在工作面两巷或工作面煤壁开设防火钻场, 向工作面采空区或其他自然发火危险区域施工防火钻孔, 超前进行预防性注浆, 充填三相泡沫、化学凝胶、氮气等防火材料, 抑制煤体氧化自燃或处理自然发火隐患。

2.3.2 低风量稳定风流供风

采用U型通风的回采工作面, 降低供风量可以缩小采空区氧化带宽度, 防止采空区遗煤自燃。根据工作面瓦斯绝对涌出量, 在满足人员呼吸, 有害气体浓度、温度不超限的情况下, 优先采用低风量供风;同时加强工作面通风设施管理, 保证风流、风量稳定, 避免煤体氧化蓄热。

2.3.3 注氮

将97%以上高纯度氮气注入发火地点或即将发火的地点, 能够到达采空区的任何空间, 稀释O2浓度 (7%以下) , 降低温度, 破坏煤的氧化环境, 达到防灭火的效果。注氮形式有开区注氮和闭区注氮2种。注氮方式有旁路式、埋管式2种, 其中, 埋管式又分为预埋管注氮、托管注氮、钻孔注氮等。注氮方法有连续注氮和间歇注氮等。注氮参数的确定如下。

(1) 注氮量。注氮量太小, 因达不到惰化采 (老) 空区气体的目的, 起不到防火的作用;注氮量太大造成经济上的浪费。注氮量主要取决于被注地点的几何形状、氧化空间大小、裂隙情况、漏风量大小以及气体组分等。

(2) 注氮方式。 (1) 闭区注氮:往往采用与采后密闭注浆相同的方式向密闭区内注氮。 (2) 开区注氮:回采工作面采空区外部没有明显的漏风通道时, 常采用埋管式注氮或钻孔注氮, 氮气释放口沿工作面进风巷设置在距工作面下部采空区。回采工作面采空区外部存在明显的漏风通道时, 常采取旁路式注氮或旁路式与埋管式联合注氮。

(3) 固氮技术。注氮防灭火的关键是保证氮气尽可能滞留在采空区氧化带中, 以降低氧含量而使其中的浮煤处于惰化状态。在进、回风隅角处靠采空区侧堆垛袋墙, 向墙里压注胶体泥浆进行内部充填封堵, 并在袋墙外张挂彩条布, 增加进、回风侧漏风阻力。

(4) 氮气纯度。若氮气纯度达不到规定, 难以发挥惰化作用, 反而有可能造成助燃发火事故。为保证注入氮气的纯度, 应定期测定氮气的浓度, 一旦发现氮气纯度低于97%, 应停止注氮, 待处理好后再注。

(5) 安全防护。氮气虽然无毒, 但有窒息性, 我国将安全氧含量指标暂定为19%[2]。对于正常通风的巷道或工作面, 氮气泄漏将导致工作场所风流中的氧含量降低。

2.4 快速治理

井下一旦出现煤层自燃, 利用完善矿井防灭火系统、科学的火灾治理技术, 能够对井下火灾进行有效快速控制, 防止形成灾害事故。

2.4.1 构建矿井多功能防灭火系统

(1) 矿井必须建立1套防火供水管路系统、2套防火注浆管路系统、1套防火注氮系统, 能够覆盖井下所有采掘工作面。在矿井防火注浆管路系统基础上建立多功能防灭火系统 (图1) , 即利用矿井防火管路系统可以在井下实施多点多区域注浆、注三相泡沫、3~4台泵充填化学凝胶、充填复合凝土[4]灭火作业, 能够满足不同火区快速治理需要。可以选择采用一种或多种不同工艺的防灭火技术, 而且具有机动灵活、运转稳定、可长时间大流量连续运行的优点, 能够满足不同类型火区的快速治理需要。

2.4.2 采用钻孔快速施工方法

根据千秋煤矿煤层赋存条件、顶底板岩性, 作业人员熟练掌握了液压钻机、岩石电钻、风动钻机、机载式钻机等钻机操作技术, 并对钻机钻杆、钻尾和卡瓦进行了改进, 灵活采用圆钻杆、螺旋钻杆和三棱钻杆、一次性圆钻杆等施工各种钻孔。普通钻杆施工工序为:稳钻→接钻杆→钻进到位后退钻杆→下防火套管→封孔→防灭火作业;一次性钻杆施工工序为:稳钻→接钻杆→到位后封孔→防灭火作业。一次性快速成孔技术比较适合在煤层顶板比较破碎区域进行钻孔施工, 能够有效避免因退杆后钻孔垮孔变形而影响灭火效果。特别是一次性圆钻杆快速钻孔施工技术及工艺, 对于孔深15 m的50 mm灭火钻孔, 施工周期≤1 h, 成孔率比普通钻孔施工技术提高20% (煤层顶板破碎区域钻孔成功率甚至提高50%) , 而且能够克服普通打钻卡钻、垮孔的缺陷, 非常适用于煤层火灾的快速治理工作。

3 防治煤层自燃火灾体系应用效果

(1) 防治煤层自燃火灾体系不是通过单一的手段监测和预警, 而是一个综合的全方位多途径的防火危险性评价、防火监测预警、主动预防煤层自然发火技术、快速治理火灾技术保障体系。防治煤层自燃火灾体系建立后, 根据井下采掘作业地点、老巷、老火区等自然发火危险性, 划分45处重点防火区域, 并按照自然发火三要素将45处重点防火区域确定为Ⅰ级、Ⅱ级、自然发火监控区域, 制订针对性自然发火防治措施, 安排专人管理, 定期巡查, 真正实现煤层无自燃现象。

(2) 利用矿井安全监控系统在各个地点的掘进巷道和采煤工作面的风流及回风流、主要进 (回) 风巷、老巷闭墙处、曾经出现自燃的地点安装CO传感器、束管检测的抽气点, 并安排瓦检员、防火工对上述等地区不定时地检查CO气体, 基本涵盖井下所有可能发生自燃现象的地点。通过预警能及时发现、及时处理, 把火灾彻底消灭在萌芽之中。

(3) 防治煤层自燃火灾体系在千秋煤矿的建立与应用, 使得煤层自燃火灾现象逐渐减少, 自2009年以来, 实现了煤层自然发火零事故。2012年1—2月, 21172综放工作面停采45 d根据工作面煤层赋存条件、通风方式、回采工艺、采空区遗煤情况, 确定工作面采空区煤已放净, 为不易自燃区, 工作面上、下隅角采空区内遗留有大量破碎煤体、工作面架顶煤体破碎且易蓄热为易自燃区域。为消除自然发火隐患, 向工作面上、下隅角采空区及架顶煤体施工防火钻孔, 架缝进行背板抹泥减少裸露煤体, 充填化学凝胶2 830 m3, 包裹上、下隅角采空区、架顶破碎煤体, 向工作面深部采空区充填三相泡沫12 000 m3。由于防火措施到位, 21172工作面停采45 d内, 未出现煤层自燃现象。

摘要:以煤层自燃火灾必须具备的条件、煤层自燃的征兆等为基础, 分析了煤层自然发火原因, 提出了“科学评价、高效预警、主动预防、快速治理”防治煤层自燃火灾体系, 并阐述了防火体系的具体措施。该体系在千秋煤矿防治火灾中获得了成功应用, 效果良好。

关键词:防治,自燃火灾,自然发火,火灾体系

参考文献

[1]王德明.矿井火灾学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.

煤层火灾 篇5

1 自然发火基础参数测试项目

在B901综放工作面选择有代表性的煤样, 测试其水分、挥发分、灰分、真密度;进行煤的元素分析、煤全硫分析、煤发热量分析;并对煤的自燃倾向性予以测定。

2 自然发火预测预报体系的建立

通过对不同自然发火发展阶段的标志气体浓度、煤温等参数的对比分析, 优选不同火灾发展阶段最灵敏的标志气体及其指标 (如增率、拐点、各标志气体浓度之间的比值等) , 研究其与自然发火程度相关联的规律, 确定分段预测预报火灾态势的主要指标和辅助指标, 建立多指标、火灾发展全过程的预测预报体系。

3 B901工作面采空区自燃“三带”划分

对于采用全部垮落法回采工作面来说, 随着工作面向前推移, 切顶线之后附近的采空区顶板垮落和压实程度不同, 对应的漏风情况、煤氧化程度和散热作用也不同。据此可将切顶线之后的采空区依次划分为 “散热带”或“冷却带”、 “氧化带”和“窒息带”。

3.1 “散热带”与“氧化带”的界定方法

1) 方法及原理。

在划分“三带”范围时, 综合考虑了以下因素:①煤自燃氧化的临界氧浓度;②漏风流在采空区中的分布状态;③煤层顶板的垮落状态;④采空区内温度的分布状态。就“三带”的实质来看, “散热带”与“氧化带”之间的界限应以漏风量为主指标进行划分, 即依据临界风流速度, 在临界风速之上的区域, 煤氧化放热速度小于蓄热速度, 界定为散热带, 反之为氧化带。

2) 采空区边界漏风条件测定。

针对安家岭井工矿的具体情况, 在露天不采区B901工作面, 沿工作面风流方向在全断面布置测点, 如图1所示。测定每个断面的风量, 从风量的变化来确定渗流进采空区的漏风风量。

3.2 “氧化带”与“窒息带”界定的现场测试

1) “三带”划分主指标。

“氧化带”与“窒息带”之间的主要区别是看浮煤周围的氧气浓度能否满足煤炭氧化的需要。如果浮煤周围的氧气浓度高于临界氧浓度, 浮煤的氧化就能够持续进行, 则处于“氧化带”, 反之, 如果浮煤周围的氧气浓度低于临界氧浓度, 浮煤的氧化就会因缺氧而延缓, 此时则处于“窒息带”中。因此, “氧化带”与“窒息带”之间范围的确定应以临界氧浓度为主指标划分为宜。

2) 采空区测点布置。

沿工作面切顶线方向, 布置5个测点, 如图1所示, 每个测点内安设束管采样器、温度探头等。随着工作面的推进, 预埋束管。随着回采工作面的推进, 束管依次进入“散热带”、“氧化带”与“窒息带”, 观测采空区浮煤的各个氧化阶段的气体产物特性及温度变化规律。

3) 采空区束管采样系统的建立。

①由距工作面150 m地方, 沿工作面材料巷向里铺设5根单根束管和5根双绞线;沿工作面切顶线方向, 在综采 (综放) 支架后部均匀布置5个测点, 见图1;每个测点安装1个采样器和温度探头, 每个采样器连接1路束管, 温度传感器连接1路双绞线;②束管采样端布置1台真空泵, 将各路气样分别采集至5个球胆内, 在井上利用气相色谱仪进行气体组分分析;③利用测温仪测定各测点温度值。

4) 观测内容与方法。

井下实际观测的有O2, N2, CO, CH4, C2H4, C2H2和温度t, 具体方法如下:

a. 针对工作面推进较快的情况, 每班采集1次气样、测定1次温度;

b. 用便携式气体分析仪测定气样中的氧气浓度, 并与上几次采样的分析结果进行对比, 如果氧气浓度值有突变, 特别是浓度值有较大幅度的上升时, 应及时分析并查找原因, 以免因气路故障影响气样的真实性;

c. 各路气样采集完毕后, 分别测定各路测点的温度, 做好纪录。温度测值同样要与前几次的测值进行比较, 以便于及时发现故障;

d. 采样测试完毕后, 测量工作面推进位置并做好记录;

e. 将气样送至井上化验室, 进行气体组分分析, 包括:O2, N2, CO, CO2, CH4, C2H6, C2H4, C2H2等, 气样必须在24 h内分析。

3.3 “散热带”、“氧化带”与“窒息带”的确定

一般工作面采空区散热带深度为0~30 m, 氧化带深度为30~60 m, 窒息带深度为60 m以后。根据对B901工作面煤层顶板的垮落状态观察分析, 以及对采空区温度、氧气浓度等综合分析, 得出该工作面采空区散热带在切顶线以后0~23 m, 氧化带深度为23~75 m, 窒息带深度为75 m以后。

4 氮气防灭火技术

由于氮气分子结构稳定, 在常温常压下很难与其他物质发生化学反应, 所以是一种良好的惰性气体。在封闭空间内, 随着氮气浓度的增加, 氧气浓度必然下降。当氧气浓度降到5%~10%时, 可有效地抑制煤的自燃氧化的进行, 当氧气浓度降到3%以下时, 可有效地抑制煤的阴燃和复燃。

采空区注氮防灭火技术, 适用于综采放顶煤等采空区垮落高度和空间体积大、采用黄泥灌浆和注阻化剂等常规防灭火技术措施难以奏效, 以及因近水平开采或俯采的采空区无法进行注浆、注阻化剂等防灭火工作的情况。特别是对综采放顶煤和俯采的采空区, 由于氮气比空气轻, 进入采空区后, 可以向上浮动充满整个采空区的裂隙和空隙中, 达到良好的防灭火效果。另外, 根据以往的经验, 采空区自燃火灾往往发生在顶板或垮落区内较高的位置, 采用注浆、注阻化剂等常规的防灭火措施时, 这些防灭火材料往往不能到达发火的区域, 起不到有效的防灭火作用。B901工作面为近水平的俯采工作面, 采用氮气惰化防灭火非常适用。

4.1 注氮方法

安家岭二号井工矿采用埋管注氮和拖管注氮方法。由于B901工作面采空区氧化带宽度为23~75 m, 而拖管注氮仅适用于采空区以里20 m以内的区域, 因而选用埋管注氮。

4.2 注氮量计算

1) 综放工作面采空区注氮总量Qz=WHLK1K2

=1 700×11.5×240×2.5×0.7

=8 211 000

式中:Qz为工作面采空区注氮总量, m3;W为工作面走向长度, m;H为工作面采、放煤高度, m;L为工作面倾向长度, m;K1为采空区气体置换系数, 取2~3;K2为采空区松散系数, 取0.5~0.9。

2) 每日注氮量计算

Qn=bLHK1K2K3

=1.6×240×11.5×2.5×0.7×0.8

=6 182.4

式中:Qn为间歇式注氮时每日注氮量, m3;b为工作面日推进度, m;K2=0.8~0.9;K3为工作面推进速度校正系数, K3= (Lmax-Lmin) /Lmax;Lmax, Lmin分别为采空区氧化带自燃危险区边界距工作面的最大、最小距离, m。

如果注氮量按550 m3/h计算, 那么每日注氮时间为11.3 h。

4.3 “三带”工作进行前的注氮口位置及轮换方式

根据现场实践, 氮气的扩散半径取15~20 m, 而氧化带与窒息带界限距工作面距离为75 m。则氮气释放口间距取30 m, 氮气释放口距工作面的最小距离为30 m, 最大距离为60 m。

当前1个注氮口距工作面达30 m时, 从主管路上另接1路支管, 并设置释放口;当前注氮口推移到距工作面30 m时, 打开支管路的阀门, 开始注氮;当注氮口推移到距工作面60 m时, 关闭注氮阀, 并将阀门和支管同时拆除, 如此循环。

5 堵漏风防灭火技术

为了减少采空区漏风, 配合采空区注氮, 应在工作面上风侧采取堵漏风措施, 具体做法是:沿工作面切顶线位置, 在进风巷处每隔20~30 m用砂袋垒筑堵漏风墙, 并在砂墙以里进行水砂充填或灌注粉煤灰等不燃性物质, 杜绝向采空区漏风。如果下风侧漏风较大时, 也需要在下风侧实施同样的堵漏风措施。

6 局部垮落及破碎区防灭火技术

工作面安装及回收期间, 为了防止高冒空区、破碎煤柱等局部区域自然发火, 首先应加强监测, 对危险区域的火灾气体进行定时分析, 而当局部出现高温火点时, 则应针对性地采用压注凝胶阻化剂、阻化剂、高分子材料、粉煤灰、黄泥浆等防灭火材料进行灭火。

7 结语

上述技术对策实施后, 定期取B901采空区中的气样进行色谱分析, CO体积分数最大为0.003 2%, 回风流CO体积分数稳定在0.000 6%~0.001 8%, 直至工作面采至终采线, 回撤完毕, CO体积分数未出现上升。保证了该工作面的顺利回采和回撤。

应当指出, 对自然发火比较严重的采煤工作面, 采用单一的防治技术措施很难杜绝自然发火事故。必须根据现场自然条件, 有针对性地采用以自然发火标志气体预测预报为基础、以注氮惰化采空区为主的氮气防火技术, 结合工作面漏风通道的封堵充填、局部破碎带压注黄泥浆或高分子灭火材料等防灭火技术, 形成对工作面火灾防治的“预、防、灭”一体化的综合防灭火技术体系, 才能有效地杜绝自然发火事故。

参考文献

[1]王省身, 张国枢.矿井火灾防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1990.

[2]王家棣.矿井防灭火技术[M].北京:中国经济出版社, 1987.

[3]陈水峰.煤矿自燃火灾防治[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.

[4]国家安全生产监督管理总局.煤层自然发火标志气体色谱分析及指标优选方法[M].北京:煤炭工业出版社, 2006.

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