煤炭自燃

煤炭自燃（精选7篇）

煤炭自燃 篇1

1 引言

煤炭在地下开采过程中发生自燃现象一直是困扰煤矿安全的严重问题, 同样, 开采出来的煤炭在地上储运过程发生自燃也是令储运部门头疼的问题。储运过程煤炭发生自燃严重影响交通运输安全, 造成环境污染和重大的经济损失。目前, 煤矿井下的自燃问题普遍采取改进开拓开采技术预防自燃, 增阻、均压等方法减少漏风防灭火, 介质法防灭火等措施来预防或减少自燃火灾, 并且取得了明显的效果。相对于煤矿井下预防煤炭自燃的措施, 地面预防自燃的措施应该更简便和易于实现。可是, 由于地面储运现实条件的限制, 特别是铁路运输过程量大路程远, 加上铁路行车秩序和运行规则的限制, 长期以来一些基本措施得不到落实, 储运过程煤炭自燃问题没有得到根本解决。笔者曾于2009年至2010年配合兰州铁路局货运处对其管辖线路煤炭运输自燃现状进行了两次调研, 了解了一些具体情况, 现分析如下。

2 现场普遍采取的措施及存在的问题

2.1 现场采取的措施

储存过程普遍采取的措施是:采取合理撞车顺序, 尽量缩短在堆场的堆积时间;装车前翻晒, 打垛晾晒, 一车一位;每天巡视测温等。

铁路行车过程采取的措施有:整形压实后, 喷洒抑尘剂 (液体篷布) 等。这些措施显然是不够的, 难免会发生自燃现象。

2.2 存在的问题

2.2.1 定期测温措施是否有效

煤场现场使用SWK-2型煤堆测温仪, 从煤堆表面0.4m、1.0m、1.5m三个深度的位置测温, 这三个深度的确定是否合适呢?能否反映煤堆内部真实的温度?据研究, 发生自燃的部位既不在煤堆的表面, 也不在煤堆深部, 而在表层以下。煤在自然堆积状态下, 可分为三层:一是冷却层:从煤堆的表层, 约0.5～1.5m厚, 该层煤较松散, 与空气接触充分, 虽发生氧化反应, 但散热条件好, 所以不会发生自燃。 二是氧化层:该层位于冷却层以下, 厚度在1～4m左右, 具备煤自燃的所有条件, 达到自然发火期即会自燃。三是窒息层:该层位于氧化层以下, 煤层相对压实, 供氧不充分, 且含水率较高, 氧化程度较低, 不易发生自燃。由此看出, 现场测的最深度1.5m, 位于冷却层或者刚刚到氧化层, 没有深入氧化层, 因此不能有效反映氧化层的温度, 也就达不到测温这一措施的效果。

2.2.2 煤质鉴定能否为防止煤炭自燃起到作用

煤质鉴定报告是储运单位应该具备的原始资料, 对掌握煤自燃火灾的规律, 有针对性地采取防火措施起指导作用, 保证安全生产具有重要意义。

铁路货运各公司的《防止煤炭自燃的卡控措施中》有“严格执行煤炭自燃倾向性技术鉴定制度”的规定, 要求测定煤的挥发份含量、最低着火温度、自燃发火期、自燃倾向性等指标。对于鉴定出来的这些指标值, 现场管理人员是否真正掌握和理解呢?更多情况是做煤质鉴定只是一种执行上面的规定而已。

我们在现场发现了一些虚假的煤质鉴定报告, 这种情况非常严重, 如果把Ⅰ级容易自燃的煤鉴定为Ⅲ级不易自燃的煤, 运输单位放松警惕, 没有采取有效措施, 那么引起煤的自燃是必然的。

2.2.3 行车过程没有采取任何防护和监测措施

各站点相互联系协作不够, 实际情况是各站点各运各的, 互不联系, 这是一种分工无可厚非, 但是煤的自燃防范是一个系统性、综合性措施, 需要在储存、运输整个过程中各部门协调进行, 负责到底。

2.2.4 管理措施是否到位

上述几个问题的存在说到底就是管理措施没有到位。

3 可行的防治煤炭储运自燃的措施

防止煤自燃的基本原则就是防止燃烧的三个条件同时存在并相互作用, 在煤这一自燃物存在的前提条件下, 只有防止助燃物和着火源的存在, 也就是一阻止氧气 (空气) 的供应, 二保持充分的散热条件, 防止危险温度的产生。同时, 在管理上加强上述两项措施的实施。

3.1 阻止空气进入

3.1.1 压实

如在储存过程用推土机将煤一层一层压实, 尤其是要将堆边大块部分压实, 这样可以减少煤堆的空隙度, 赶走煤堆空隙中的一部分空气, 减少煤与氧气的接触。装车时要有秩序地进行, 逐层整形压实。

3.1.2 密封

如装车后喷洒抑尘剂 (液体篷布) , 煤堆铺盖一层粘土等都可以减少漏风, 减少空气的供给。

3.2 防止危险温度产生

危险温度来自两方面, 一是内部, 煤的自燃主要原因是由于吸收了空气中的氧气, 使煤的组成物质氧化产生热量, 再被水湿润, 就放出更多的湿润热, 也会加速煤的自燃。此外, 煤的自燃还与煤本身的性质有关。这是自燃的主要原因, 也是重点防范的方面。二是外部, 高温天气、日晒以及明火等。

1) 煤堆设置棚子, 防止煤堆暴晒。

2) 煤场周边设置喷洒水设施, 定期向煤堆喷洒水降温, 这样做还能够防止煤场扬尘。

3) 煤堆的方向以南北方向取长为好, 以减少阳光的直接照射。

4) 煤堆的场地以水泥地面最为理想, 尽量在较低的温度下贮存煤炭, 避开中午烈日下进行堆煤, 以减少热量的携带。块煤和粉煤以分开贮存。

5) 减少煤堆放的时间。

6) 定期翻晒。

7) 装车前对车厢清扫干净, 避免有积水和沉渣。

8) 运输过程温度监测, 车厢定期洒水冷却。

9) 车厢内煤层深部设通风管道, 该管道可用PVC管, 沿车厢从前到后并排埋设在煤层中。

3.3 管理措施

上述是从本质上消除煤自燃的条件, 在其前提下, 管理措施才是防止煤自燃的根本保证:

3.3.1 现场管理人员和操作人员应熟悉现场基本情况

1) 分析煤自燃的条件, 一般来说, 煤炭自燃与下列因素有关:

(1) 与煤的物理化学性质有关的因素:①煤的粒度;②表面系数;③煤的性质状态 (水分、挥发成分及含碳量等) ;④其他。

(2) 与煤的堆积状态有关的因素:①堆积方法;②堆积形状;③贮煤量;④贮煤期限, 湿度。

(3) 与环境有关的因素有:①空气的温度、湿度;②风向、风速及通风状态;③其他。

2) 煤的自然发火期、煤的自燃倾向性鉴定, 应委托权威的有资质的鉴定单位进行, 并根据鉴定结论采取相应的对策措施。

3) 煤的来源分析, 了解每批次运输的煤来自哪里的煤矿, 煤种及其性质。

4) 储运条件分析, 分析现有的储运条件是否满足防止自燃的需要。

3.3.2 定期测温

设置自动监测系统 (有线) , 除监测温度外, 还可以设置一氧化碳和氧气的检测装置, 连续地进行监视。对贮煤场的整体监测, 可利用计算机联网的监视终端。

3.3.3 分级管理

有的站点根据煤质鉴定报告的结果, 采取Ⅰ级限制、Ⅱ级控制、Ⅲ级放开的措施, 这是不可取的, 也不是长久之计。所谓分级管理, 就是对不同的煤采取不同的措施, Ⅰ级容易自燃和Ⅱ级自燃的煤采取更加完善的措施, 而对Ⅲ级不易自燃的煤可以少采取或不采取措施。这样减少工作量, 节约成本。

3.3.4 对每一批新进煤炭做好时间、煤种、场地的登记

3.3.5 日常巡视

因为煤发生的自燃起火是缓慢进行的, 接近起火时会产生异味和白烟, 安全巡视人员应对煤的露出面定期监视, 以便早期发现。

3.3.6 要建立系统的防范措施

从煤的开采、煤矿的储运、中间单位储运、铁路运输部门的储运等各个环节都要采取防范措施。火种来自哪里?装车前 (煤场堆积时, 矿内生产时) 、装车后。针对不同时期的火种在不同的时期采取相应的对策措施。

3.3.7 各类火源的管理

虽然我们在探讨煤自燃的情况, 但是煤场中煤是如何燃烧起来的, 可能也不排除外在因素引起的着火, 如由于存在明火或机械摩擦、电气火灾、雷电危害等。同时, 还要预防煤尘和气体爆炸, 煤尘和气体爆炸物质往往混在空气中呈悬浮状态, 容易形成爆炸性混合物, 遇着火源即发生爆炸。这种事故发生突然、危害大, 事先作好预防是非常重要的。

3.3.8 运输车辆配备专门的押运员, 配备干粉灭火器, CO2灭火器, 消防水等应急设备

4 几种矛盾的理论常识和做法

4.1 煤中水分多容易自燃还是水分少容易自燃

这关系到煤炭在储运过程中多淋水还是少淋水的问题。当煤吸附水分时会放出大量热, 即润湿热, 会加速煤的自燃。煤堆中一定量的水份促使煤中的各种反应的进行, 如硫份的酸化, 产生的热量又加快了氧化反应过程, 加剧了煤的自燃。煤的湿度大, 自燃的时间缩短, 理论上讲, 含水量增加1%将使煤温上升17℃。但是煤的湿度大, 将煤浸在水中, 能阻止煤与氧气直接接触而发生氧化反应, 只要水不流失, 也不会影响煤的质量。再者, 水分蒸发要消耗大量的热量, 煤含水量越大, 蒸发期越长, 此阶段温度无明显上升。据分析, 煤自燃前的全水分为5%～7%。当煤的含水量达到12%时, 不会发生自燃。

一般来说, 用淋水的方法使煤堆冷却降温是可行的方法, 但是对于已经产生自发热的煤堆不能用水来冷却, 这是因为冷却水很难将全部的煤浸透而只是让部分温度上升而已。

4.2 加强通风还是减少通风

理论上在松散的煤堆中不流通的空气完全反应的话将使其温度上升2℃, 实际上当高速流通的空气在提供煤以氧气的同时也会带走大量的热, 而低速则恰好相反, 尽管也提供相当数量的氧气但却不能带走其自发产生的热量。因此, 通风方法不当时, 起不到降温的作用反而提供了足够的空气, 容易引起自燃, 如前所述, 在车厢内部插PVC管, 即可加强通风来散热, 又可避免空气与煤层的直接接触。

4.3 煤堆粒度越细越容易自燃

粒度越细, 比表面积越大, 与空气的接触越充分, 氧化反应越剧烈, 越易自燃。但是粒度小的话, 容易压实, 减少氧气的进入, 窒息效果好。

从理论上讲, 块煤与空气的接触面小, 氧化速度慢;粉煤与空气接触面积大氧化速度快。但事物都是—分为二的, 在露天堆煤时, 粉煤易压紧, 块煤间间隙大, 存在许多空洞, 这些空洞给煤的氧化埋下了祸根。另外, 出于堆置上的考量, 使煤堆不致于容易坍塌, 一般会将其细度控制在一定范围。

摘要：煤炭在铁路运输过程中一旦发生自燃, 不但危及行车安全, 而且会造成环境污染和经济损失, 所以, 长期以来一直是困扰储运部门的一大问题。针对煤炭在铁路储运过程中发生自燃, 这一现象, 分析了储存和运输现场普遍采取的措施, 及这些措施的不完善性。重点从煤炭发生自燃的原理角度提出了防治煤炭储运自燃的一些可行措施。同时, 对在防治煤炭自燃时几种矛盾的理论知识和做法进行了分析, 以便采取正确的技术与管理措施防止煤炭在储运过程中自燃现象的发生。

关键词：煤炭,储运,自燃,问题,测温,管理措施

参考文献

[1]宋元文.煤矿灾害防治技术[J].兰州:甘肃科学技术出版社, 2007.

[2]康青春, 贾立军.防火防爆技术[J].北京:化学工业出版社, 2008.

[3]蒋军成.事故调查与分析技术[J].北京:化学工业出版社, 2004.

[4]煤炭工业甘肃省煤炭质量监督检验站.煤质检验报告[G].2010.

[5]甘肃煤矿灾害防治测试分析实验室.煤质检定报告[G].2010.

[6]胡明红, 王红汉, 范喜生.煤堆自燃原因分析与防治措施[J].工业安全与防尘, 2001 (1) .

浅析防止煤炭自燃的技术方法 篇2

煤炭自燃简称煤自燃,是一个复杂的物理化学过程。煤炭自燃是物理界存在的一种客观现象,已经存在了数百万年,它是矿井火灾控制管理中的一个重要方面[1]。矿井火灾按照其成因可分为外因火灾与内因火灾两种类型。外因火灾是指由于井下放炮、瓦斯煤层爆炸、机电设备运作不良、电流短路、焊接过程中产生火花等原因造成的火灾;内因火灾还有一个称呼,叫做自燃火灾,也就是煤在经过氧化过程,使煤炭积聚的热量达到着火温度后形成的火灾。煤炭自燃对矿井工作有很大威胁,矿井工作发生火灾的影响也十分巨大,所以在矿井工作流程中有效实施防止煤炭自燃火灾发生的措施是很重要的,通风技术的合理利用在整个作业过程中具有重大作用[2]。

1 合理的通风方式

矿井的通风方式一般会依据煤层赋予条件、煤层自燃倾向及矿井沼气等级等综合因素来确定。矿井工作过程中很容易遇到带有自燃危险性的煤层,为了防止煤层可能发生的自燃火灾,需要合理采取相应的技术,工作人员可以将采区巷道、开拓巷道与工作面进回风巷布置于岩石中,以避免已经留设的煤柱遭到地压破坏。在矿井开采设计中,需要选定好防火墙的预设位置,在通风系统形成后,应在预先设置好的防火墙位置上构建防火门,与此同时还需要储备足量的封闭防火门的相关材料。每一个采区都需布置单独的回风巷,从而有效实行分区通风,这样就可以更好地降低矿井总风阻,增大矿井通风能力。

通风技术可以保证矿井处在相对安全的状态,这是矿井开采正常进行的保障。通风技术必须安全、合理才能有效防止开采过程中事故的发生,即使发生意外事故,也能将危险性降低到最小。

2 合理的开采顺序与采煤方式

中国是一个典型的富煤、贫油、少气的国家,煤炭成为中国的主要能源。煤炭开采具有危险性,因其具有自燃性,只要在一定的因素影响下,煤炭便会发生氧化反应释放出热量,渐渐堆积热量从而导致火灾的发生。所以针对其特殊性,在能预见的范围内,相关人员要做出合理的决策与布置。

矿井内存在各类危险因素,而煤炭自燃在其中是较为严重的危险因子。煤炭开采过程必须根据煤炭的自燃性而做出相应调整,这也是为了减少其中的风险性,让其对工作人员的威胁降到最低。采煤顺序与开采方式在采煤过程中有着很大作用,因此在开采工作中工作人员必须严格按照其中的规律执行。开采存有自燃危险性的煤层时,要采取“后退式”开采方式,同时还需要确定采区开采期限,开采期限是根据在采区进行防火措施后煤层自燃发火的时间来设定的,这一系列要求可有效防止煤矿自燃火灾对相关人员的威胁。在开采存在自燃风险的煤层时,涉及到需要采用全部充填采煤法,在填充过程中,禁止使用可燃物材料进行填充,三角点与采空区必须充填满。在开采过程中,相关人员会遇到存有潜在自燃威胁的煤层和自燃的急倾斜煤层,在采取垮落法控制顶板时,应该在采区运输石门与主石门上方留设煤柱,杜绝采掘留在主石门上的煤柱。在矿井开采过程中,相关人员应该合理利用通风方式,从而达到有效开采。如采用后退式回采,则需用“W”型通风或“U”型通风;如果采用前进式回采,则需采用“Z”型通风。在通风技术的实施过程中,每一步都需要非常注意,特别是很细微的方面。在采煤工作面结束后,需要于45 d内对其进行永久性封闭。在矿井作业中,通风技术的合理实施离不开操作者的有效配合,矿井工作离不开技术人员的危险意识与其技术手段。

3 漏风的有效防止

煤炭自燃现象离不开O2这个基础,而在矿井作业中,漏风成为煤炭自燃的重大威胁因素。可以从通风角度着手考虑,制定相应策略,从而预防自燃火灾的发生。根据漏风与煤炭自燃之间的联系,漏风的风速过大,就会导致煤炭氧化过程中热量不能积聚,漏风量过小,就会致使供氧量不足,煤也就会不易燃烧。在这两种情况下就能有效预防漏风产生的自燃后果。正常情况下,单位面积的漏风量小于0.06 m3/(min·m2)或大于1.2 m3/(min·m2)为采空区的安全系数指标。根据漏风阻力定律可以看出,漏风风路两端的风阻和风压差决定了漏风量,漏风量与漏风风阻的大小形成反比,和通道两端的压差形成正比,所以漏风措施就需从这两面着手,可以尽可能降低漏风风路两端的风压差和增大漏风风阻,从而预防漏风带来的威胁。

3.1 调节风压法

采空区火灾会因为各种原因而产生,通风系统中压力的分布不均也是原因之一,所以控制通风系统中的压力分布情况可以有效降低风路差,从而达到防止火灾的目的。采空区的漏风量大小一般取决于调节风门设置的位置,将调节风门设置在防火墙的一侧,由于调节风门后风压降低,采空区两侧风压差随之增加,漏风也增大,这样很容易引起采空区着火。当将风门设置在防火墙右侧时,由于风门前风压升高,导致采空区两侧的风压差相对减小,漏风也减少,这种情况下采空区就不容易着火。使用调节风压法可以有效减少漏风,同时也减少了煤炭自燃的可能性。

3.2 控制风流逆转危害

当火灾刚发生时,井下的火烟及风流都是顺着发生火灾前的原方向流动的,随着火势发展,经过火源的空气温度也快速升高,流经巷道的火烟气温也随之升高,空气体积因之而膨胀,密度相应减小,于是便产生了与自然风压极为相似的火风压。火风压是火灾发生时自然风压增量。火风压在通风网路中的作用就像一台风压值在逐渐变化着的辅助通风机,在火风压的影响下,可能会导致矿井的正常通风遭到破坏,从而造成风流絮乱,有时甚至可能使矿井内的风流反向,这将严重威胁到井下工作人员的生命安全。而防火墙可以控制产生火风压时的风流,从而逆转危害。在垂直或倾斜的巷道中,因为煤炭自燃等因素的影响导致火灾发生,这时的火风压发生在上行风流a的位置中,当火风压相对于主扇风压偏低时,风流a、b依然保持发火前的原风流方向,但是当a风路中风量增加时,b风路的风量就会减少,随火势的发展,火风压会增加,直到某一临界点时,b风路中的风流就会停止流动。之后在b风路中就能观察到风烟的退流现象,当火风压超过临界点时,b风流中的风流将会反向,这时a风路中的烟气就会流入到b风路,威胁到b风流中人员的安全。但如果在a风路的火源之前已经设置防火墙,就可以避免b风路中的风流逆流现象,防火墙的设置可以减少流入a风路中的风量,从而使火风压相对减少,b风流自然就不会发生逆流[1]。

开采具有自燃倾向性的煤层,就必须防止各种因素带来的火灾。将危险性降到最小是矿井开采最基本的一步,在火灾发生时带来的逆流现象也该考虑其中,然后采取合理的预防政策,防火墙的预设在整个过程中的作用也相当重要。

3.3 正确管理三带

自燃三带的分布范围及状态是防治采空区自燃发火的重要参数之一,尤其是对采空区防灭火起着很重要的作用。确定采空区的自燃三带范围,可以有效增加对防灭火措施的针对性,提高防灭火工程的预防效果,进而有效预防自燃事故的产生[3]。

在矿井工作中,采煤方式通常会采用“W”型或“U”型通风方式。而采空区也会根据漏风大小及遗煤的自燃可能性被分为三带,即自燃带、散热带与窒息带。接近工作面的采空区内冒落岩石是处于一种自由堆积的状态,漏风大,空隙度大,氧化生热小但散发热量多,所以不易发生自燃现象,这一带叫散热带,宽度在5 m~20 m。而自燃带中,岩石空隙度偏小,漏风小,所以蓄热的条件较好,如果这种条件保持时间超过自燃发火期,那么就很容易引起自燃,所以这一带被称为自燃带,一般它的宽度为20 m~70 m。从自燃带往采空区内部延深,这一带就是窒息带,因为离工作面比较远,该地带漏风小或消失,O2浓度很低,不具有自燃的前提条件。开采工作面中需要注意这三带的不同属性,根据煤炭自燃发火期制定相应的管理方式,方能有效减少开采中带来的伤害。

4 结语

因为中国能源分布结构的原因,煤炭成为中国的主要能源,从而煤炭开采也越来越频繁。矿井开采过程中具有一定的危险性,针对其中的危险性制定相应的政策才能将伤害降到最低,所以相应的矿井工作人员必须具有一定的危险意识及实施自救能力。煤炭自燃产生的火灾在矿井开采中发生的较为频繁,合理利用通风技术能有效减少其中的危险性,自然通风技术的贯彻实施也相当重要。

摘要：预防煤炭自燃在矿井工作中是一项重要工作,合理运用通风技术预防煤炭自燃在矿井工作中意义重大。分析合理的通风方式、开采顺序与采煤方式,以期提高煤矿安全开采技术水平。

关键词：矿井工作,通风技术,意义

参考文献

[1]杨品.浅谈防止煤炭自燃火灾发生的通风技术[J].内蒙古煤炭经济,2015(5):134-136.

[2]杨长东.高瓦斯煤矿采掘工程中通风技术与安全管理研究[J].价值工程,2013(16):104-105.

煤炭自燃机理及防治措施 篇3

1.1 概述。

关于煤的自燃问题, 长期以来, 一般都认为煤中黄铁矿的存在是自燃的原因, 由于黄铁矿氧化成为三氧化二铁及三氧化硫时能放出热量, 在有水分参加的情况下, 可以形成硫酸, 它是很强的氧化剂, 更加速煤的氧化, 促进煤的自燃。需要指出, 有的含有黄铁矿的煤, 虽然经过长斯放置, 并不一定发生燃, 而不含或少含黄铁矿的煤也有自燃现象。因此, 煤的自燃并非完全因含有黄铁矿而引起。其主要原因是由于吸收了空气中的氧气, 使煤的组成物质氧化产生热量, 再被水湿润, 就放出更多的湿润热, 也会加速煤的自燃。此外, 煤的自燃还与煤本身的性质有关。如煤的品级;煤的显微组分、水分、矿物质、节理和裂隙;煤层埋藏深度和煤层厚度;开采方法和通风方式等。煤的自燃从本质上来说是煤的氧化过程。1.2煤自燃的不同阶段。1.2.1水吸附阶段。与其他阶段不同, 这个阶段只是个物理过程, 煤与氧不会发生反应, 煤吸附水虽不是煤自燃的根本原因, 但他对煤自热, 特别是低品级的煤自热有重要影响。当水被煤吸附时会放出大量热, 即润湿热。所以, 多数情况下该阶段对煤的自燃都起着关键作用。1.2.2化学吸附阶段。煤自燃过程首先在这个阶段发生化学反应。该阶段的反应温度为环境温度至70℃。这伸过程中煤吸附氧气会产生过氧化物, 因而叫做化学吸附阶段。化学吸附阶段煤重略有增加, 并产生气体, 其中的CO可作为标准气体, 通过监测CO浓度可对煤的自燃进行早期预报, 化学吸附阶段需要少量水参加反应。根据煤的品级和类型不同, 化学吸附的放热量在5.04~6.72J/g之间变化。若煤温达到70℃时会分解, 煤重随之在幅度下降, 甚至比原始煤重还要轻。煤中水汾的蒸发可带走一些热量, 该过程产热量晨16.8~75.6J/g间变化。若煤氧化进行到这个阶段, 想使其不自燃是非常困难的。1.2.3煤氧复合物生成阶段。该阶段生成一种稳定的化合物, 即煤氧复合物。其反应温度范围为150~230℃。产生的热量25.2~003.4J/g。这个阶段煤重又有所增加, 煤氧化进行到这个阶段必然发生自燃。1.2.4燃烧初始阶段。这是煤氧复合物生成阶段到煤快速燃烧阶段的过渡时期, 煤温达230℃时, 煤氧化可进行到个阶段。此时煤的反应热为42~243.6J/g。这些热量使煤迅速上升促进了煤的快速燃烧。1.2.5快速燃烧阶段。这是煤自热的最后阶段, 它描述了煤的实际燃烧过程。依氧气供应充足与否, 这个阶段可能发生干馏、不完全燃烧或安全燃烧。如果燃烧充分, 其反应热等于煤的发热值。

2 煤的自热影响因素

2.1 煤质。

上井煤炭自燃的预防及治理 篇4

其一, 新疆属于大陆性气候, 常年干旱少雨, 为煤堆温度的积聚升高提供了条件;其二, 日照时间长, 光照强烈, 特别是夏季, 不仅使煤堆表层温度升高, 而且地表温度也急剧升高, 使煤堆内部产生高温;其三, 大风天数多, 风力强, 持续时间长, 促进了煤炭与氧气接触, 产生氧化反应, 积热增温, 温度达到燃点时煤炭自燃。

通常情况下, 煤炭只有同时具有以下四个条件, 才会发生自燃。

(1) 煤炭呈破碎状态堆积。完整的煤层和大块堆积的煤炭很难发生自燃。只有自燃能力强的煤炭破碎后且堆积到一定厚度时, 才会发生自燃。

(2) 有连续的通风供养条件。氧气的存在是煤炭发生自燃的必要条件, 只有在含氧量较高的持续风力的情况下, 煤自燃的过程才能够持续, 并最终可能造成自燃。

(3) 热量易于积聚。煤炭在氧化过程中只有环境利于热量积聚, 煤体才会明显的升温而发生自燃。而煤炭氧化产生的热量能否积聚主要取决于风力、光照、气温等因素。

(4) 持续一定的时间。煤炭自燃是煤氧化过程持续一定时间之后的结果。低温阶段煤炭氧化过程进展缓慢, 放出的热量也相对较少, 且其中绝大部分热量散失掉了, 只有很少一部分热量促使煤体温度缓慢的升高。

煤炭发生自燃上述四个条件缺一不可, 前三个条件是煤炭自燃的必要条件, 最后一个条件是充分条件。煤炭自燃的规律和特点为预防工作提供了较好的依据, 工作人员可以对煤堆存放场地进行针对性的监控, 防患于未然。

根据煤炭自燃的特性, 在日常中要从以下几种情况重点预防:

(1) 雨天过后, 日照恢复时。雨水被煤炭吸附, 加之日照, 产生大量热量。

(2) 大风持续时间较长时。风力加速了煤炭的氧化反应, 温度升高。

(3) 夏季日照强烈时。强烈的光照使煤炭内部温度升高。

(4) 冬季大雪过后开始融化, 日照恢复时。一段时间的大雪覆盖使煤堆成为一个密封的空间, 使煤堆温度保存和升高, 雪开始融化并同时伴有日照时, 使煤炭吸附雪融水并迅速开始氧化反应。

针对煤炭自燃的规律和特点, 在日常工作中要做好以下工作, 才能及时有效的预防和治理煤炭自燃。

1防灭火日常管理

(1) 每天每班必须由煤场管理人员负责对煤场煤堆进行测温检查, 并填写测温记录, 如发现异常及时上报调度室及有关领导, 并建立健全煤场测温记录。为了防止煤炭自燃起火、贮煤温度应控制在60℃下, 发现温度上升超过60℃时, 应采取洒水等措施降温。

(2) 加强储煤场管理、建立储煤场检查登记制度, 每天必须由治安室、煤炭发运科专人负责对储煤场进行不少于两次巡查, 并记录行走路线及各个地点情况, 发现异常情况及时汇报。

(3) 每天每班由治安室负责对防火地点的消防器材、消防管路等进行检查, 确保消防设施的完好有效。

2防灭火安全措施

(1) 原煤升井后, 经转运到地面煤场贮存, 储煤点储存的原煤必须经过铲车碾压整形压实煤层。整形压实后, 用水喷淋煤堆四周边坡和煤堆顶部, 使其表面板结固化, 阻止空气渗入和粉尘飞扬。

(2) 检查中如发生煤碳自燃预兆, 应及时汇报调度室、通防安全室, 安排煤炭发运科进行翻煤堆, 待释放热量完成后, 再分层压实;使用铲车或挖掘机时, 必须对机械进行细致检查, 防止漏油, 严禁铲车、挖掘机等燃油车辆进入明火区域。

(3) 由于煤炭自燃产生一氧化碳、二氧化硫气体, 要有积极防护有害气体中毒的防护意识, 确保安全。具体要求为:当风流方向为东风时就要从煤场的东部进行施工;当风流方向为西风时就要从煤场的西部进行施工, 施工作业必须俩人以上, 现场安全室监督人员及治安室人员要严格要求, 避免一氧化炭中毒事故的发生。

(4) 灭火时, 要一人操作, 一人监护, 禁止单独作业, 禁止灭火人员站立在陡峭的煤堆下面灭火, 防止燃烧的煤堆塌方伤人。

(5) 发现隐患或火情, 及时淋、注、翻、断、移、淋、局部或表层 (深度不超过1米) 煤层发生自燃时, 治安室负责用水喷淋降温扑灭。注:靠边坡或煤位较深部位煤层有温升较高时, 用淋水处理后又死灰复燃时, 治安室负责用镀锌管直接插入煤层深部, 连接水源灌注, 以达到降温的目的。翻:隐患区域较大, 用淋、注无法消患时, 工作人员要用铲车进行翻堆处理, 并配合喷淋降温。断:若煤堆由于储存时间太长, 较大面积产生自燃时, 要果断采用隔离处理, 即用铲车把患区断开一道4-5米宽的“壕沟”, 防止自燃蔓延。移:已经燃烧过的煤灰或是正在燃烧的煤炭要及时用挖掘机移走, 并把燃烧点附近煤炭全部清理干净, 防止燃烧蔓延, 移走的燃烧煤炭要用水进行浇灭, 防止引燃其他物品, 造成二次燃烧。

(6) 储煤场内不准动火, 如特殊情况, 必须有总经理签字的动火批复, 然后动火单位再制定专项安全技术措施;严格火源管理, 严禁在储煤场内抽烟, 或没有专项安全技术措施情况下进行电气焊作业;一旦储煤场内发生火灾, 现场工作人员必须及时向调度及有关领导汇报, 并及时使用消防器材进行灭火, 控制火灾影响范围。

摘要：新疆地区是我国排名靠前的煤炭自燃灾害严重地区。据统计, 新疆地区因煤炭自燃火灾, 每年烧损的煤炭近1000万吨, 经济损失近200亿元。为此, 新疆地区还专门成立了煤炭灭火机构—新疆煤田灭火工程处。煤炭自燃不仅会损失大量的煤炭资源, 还严重危害到空气质量安全和人员的生命安全, 并且影响到矿井的生产。因此, 做好上井煤炭自燃的预防及治理工作, 不仅关系到保护煤炭资源, 更是一项保护环境, 造福大众的社会效益工程。

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。

升温速率对煤炭自燃倾向性的影响 篇6

关键词：升温速率,煤炭自燃

煤炭自燃是造成矿井火灾的重要因素之一。寻找出影响煤炭自燃的因素至关重要而升温速率是影响煤炭自燃的重要因素。因此,研究升温速率对煤自燃倾向性的具体影响,不仅对国家的资源保护而且对煤矿安全及生产实践都有着重大的意义。

为了研究升温速率对煤炭自燃的影响,本文借助于数学处理方法,获取相应反应的动力学参数和反应机理。本文利用DSC200F3热流式差示扫描量热仪,得到了煤样在不同升温速率下的热重曲线,采用上热分析动力学Kissinger方法,求得活化能,根据线性回归曲线,并得出升温速率对煤炭自燃倾向性的规律,对预防煤炭自燃有一定的意义。

1 实验部分

实验仪器采用耐驰公司生产的DSC200F3热流式差示扫描量热仪;实验样品为淮北矿务集团的袁庄煤矿、冀中煤源的东庞煤矿、唐山矿务集团荆各庄煤样,地域分布中国安徽北部、河北南部及河北北部,煤样不同,避免了地域性等其他因素的影响,研究具有代表性。将三种煤样的样品质量分为20mg,粒径筛至100目~200目、200目以上。以氧气为载气,流量为5m L/min,氮气为20m L/min,升温速率采用2℃/min、4℃/min、6℃/min、8℃/min、10℃/min。测量范围:0m W~600m W;温度范围:-170℃~600℃;升温速率:0~100K/min;冷却速率:0~100K/min;温度精度:<0.1K(标准金属);热焓精度:<1%;可选冷却设备:压缩空气冷却,液氮、机械冷却。这三种煤的工业分析结果列于表1。

2 实验结果及分析

2.1 煤样自燃过程分析

本实验利用差式扫描量热仪,得到了不同的样品在不同升温速率下煤炭活化能的变化曲线,从而分析出升温速率对煤炭自燃倾向性的影响。由于该实验方法应当对煤样的热效能缺失进行补偿,从而保证对比环境不受温差和外界的热量影响,从而保证了其他因素的恒定,容易观察单一因素对煤炭自燃倾向性的影响。从而保证了实验的准确性。

2.2 热解反应动力学的分析

本实验采用Kissinger法是利用微分曲线的峰温值与升温速率的关系来进行动力学计算,该方法比较简单可靠。如公式(1)

和f(a)=(1-a)n得:

通过公式(4)可知,DSC曲线的最高温度和升温速率的比例关系,通过作图法由直线斜率求得活化能E。运用此方法对煤样自燃过程的动力学参数的求解结果如表2。

从计算结果可知,袁庄煤矿,东庞煤矿、荆各庄煤矿的煤样在同一升温速率如2(K/min)时的活化能是不同的,由表知在2(K/min)时袁庄煤矿的活化能是最大的,当其进行氧化自燃所需要的能量是最多的,这说明了它是这三种煤样里自燃最不容易的也反映了煤样内部的羟基-OH、苯酚、伯胺基团、羟基、烷基-CH2-CH3、醚键C-O-C、乙烯基团C=C双键含量很少,这与皖北平原的地理环境、气候条件及煤层生成条件有着密切关系。荆各庄煤矿的煤样活化能比袁庄的要小,最容易自燃的是活化能最小的东庞煤矿的煤。从表2可以得知,同一种煤样在不同升温速率下,煤炭的活化能是不同的,因此可知升温速率是影响煤炭自燃的重要影响因素,由以上可以得知使用活化能作为衡量煤炭自燃性的指标简单明了、便于进行分析和归类。

3 结论

本文通过理论分析与实验研究相结合的方法,利用差式扫描量热仪,对不同煤样在不同升温速率对袁庄煤矿,东庞煤矿、荆各庄煤矿的煤样进行了热分析研究可知升温速率是影响煤炭自燃的重要因素。计算结果表明,升温速率增加,煤的活化能增大。这对预防煤炭自燃提供了重要的参考依据。

参考文献

[1]仲晓星.煤自燃倾向性的氧化动力学测试方法研究[D].中国矿业大学,2008.

[2]王从陆,等.煤炭自燃倾向性试验研究及指标气体优选[J].中国安全科学学报,2006,10:131-134+4.

煤炭自燃 篇7

1 2324工作面概况

2324工作面位于矿井-700 m水平西二采区, 标高为-574~-625 m, 走向长530 m, 倾向长136m, 煤层倾角8°, 主要开采下石盒子组3号煤层, 回采方式为综采, 采用U型通风方式, 全部垮落法控制顶板。所开采3号煤层属于易燃煤层, 自燃倾向等级为Ⅰ级, 自然发火最短时间为46 d。

2 采空区监测点布置

为监测采空区遗煤自燃情况, 在工作面建立温度、一氧化碳、氧气及乙烯观测系统。沿2324工作面倾向布置5个测点, 测点间隔为27.2 m, 测点外管路延伸至工作面150 m处布置观测站。每个测点埋设2个温度传感器和1根束管, 并用直径50 mm的外套钢管进行保护, 以提高观测系统数据获取的可靠性。同时结合气相色谱仪, 对采空区内气体成分进行监测分析。

测温取样测点布置如图1所示。

3 采空区自燃三带划分依据

采空区按照煤发生自燃难易程度划分为3个区域即采空区三带, 分别为散热带、自燃带和窒息带[1,2,3,4], 采空区三带划分, 主要有以下3种划分方法[5,6,7]:采空区漏风风速、采空区氧气浓度及采空区温度。采空区漏风流速划分法主要通过实验室模型试验或现场实际测定漏风风速, 而现场实测会受测量仪器精度、采空区风流方向不可预见性等影响, 考虑到上述因素, 目前工程实践中应用较多的划分方法为:以采空区氧气浓度划分法为主, 以温度划分法为辅, 两者相结合。

采空区内氧气浓度法划分标准:大于15%为散热带;5%~15%为自燃带;小于5%为窒息带[8]。根据实测的3号煤层采空区氧气浓度, 同时参考以上划分标准, 确定2324工作面采空区自燃三带范围。

4 测定结果及分析

通过现场实测, 得到了2324工作面采空区氧气浓度和温度数据, 氧气浓度和温度变化情况如图2、图3所示。由图2、图3可以看出, 各测点氧气浓度随着与工作面距离增大, 总体呈下降趋势, 大体呈现3个阶段, 初期氧气浓度变化不大, 中期氧气浓度急剧下降, 后期氧气浓度变化缓慢并趋于稳定。测点1在埋深14.06 m时, 氧气浓度降为15%, 即由散热带进入自燃带;埋深在48.92 m时, 氧气浓度降为5%, 此时由自燃带进入窒息带。同样测点2、测点3、测点4、测点5氧气浓度降为15%时, 测点距离工作面距离分别为16.23, 18.14, 14.14, 11.82 m;氧气浓度降为5%时, 上述4个测点距工作面距离分别为65.90, 64.72, 51.60, 47.04 m。分析认为, 考虑到进风侧布置挡风设施前提下, 采空区中部靠进风侧漏风较大, 回风一侧漏风较小, 造成了进回风侧测点 (测点1和测点5) 进入自燃带和窒息带的距离较巷道中部测点 (测点2和测点3) 小, 这一规律符合采空区漏风流场与漏风的变化规律。

同时分析图3温度变化曲线可知, 在各个测点对应的自燃带范围内, 温度变化波动大;各测点对应的散热带和窒息带内温度变化较稳定。温度变化波动大并升高, 说明在该区域煤的氧化速率加剧, 采空区内遗煤自燃可能性增加, 在一定程度上侧面验证了根据氧气浓度划分2324采空区三带范围结果的正确性。另外, 测点3温度较同一位置的采空区内其他测点要高, 同时测点3在距工作面54 m左右时, 温度有较大增加, 达到46.6℃, 侧面反映了测点3是煤炭氧化自燃的主要区域, 造成这种原因主要是由于测点3靠近进风侧, 遗煤氧化消耗的氧气在一定程度上能得到较好补充造成的。

根据采空区氧气浓度和温度的实测分析, 2324工作面采空区自燃三带的范围是:散热带小于11.82 m;自燃带在11.82~65.90 m;窒息带在大于65.90 m。结合最短发火期及窒息带宽度, 计算得到2324工作面回采时最小极限推进度为43 m/月, 依此推进速度, 采空区遗煤将不会发生自燃危险。

5 结论

(1) 采用沿工作面倾向布点的方式, 对采空区温度和氧气浓度进行了实测, 划分了2324工作面采空区自燃三带范围:散热带小于11.82 m;自燃带为11.82~65.90 m;窒息带大于65.90 m。

(2) 依据2324工作面3号煤层最短发火期及实测三带范围, 计算得该工作面回采时最小极限推进度43 m/月, 为合理组织生产、防止采空区自燃提供了参考。

参考文献

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[4]徐瑞, 李增华, 刘震, 等.许疃煤矿采矿区自燃“三带”范围的确定[J].煤矿安全, 2011, 42 (8) :115-118.

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[7]陆冬冬, 袁树杰, 刘健东.采空区煤炭氧化自燃“三带”的划分方法和局限性[J].黑龙江科技信息, 2009 (34) :44.