易燃煤层

易燃煤层（精选7篇）

易燃煤层 篇1

摘要：三河尖煤矿已封闭的71102工作面条带开采在推采过程中过老巷及断层。综合分析该复杂条件下的采空区地质状态和工作面发火经过, 初步判断了采空区遗煤发火区域。针对该工作面的启封要求, 制定了加强监测监控、调整通风系统、封堵漏风通道和向火区灌注防灭火材料的综合防灭火措施。在应用普瑞特防灭火新技术后, 71102工作面遗煤火区得到快速控制, 工作面回风隅角及回风巷道内CO浓度显著降低, 保证了工作面的安全回撤。

关键词：回撤期,采空区,煤炭自燃,防灭火,普瑞特

0引言

我国重点煤矿存在煤炭自燃的矿井占矿井总数的56%, 因煤炭自燃而引起的火灾占矿井火灾总数的90%~94%[1]。近年来, 随着矿井开采周期的增长, 部分老矿井采空区的防灭火治理难度趋于复杂, 对封闭工作面的安全启封带来了较大困难。

1工作面概况

71102工作面位于三河尖煤矿北一采区, 工作面北部为未开拓区, 南部为北一运输斜巷, 西临71101工作面采空区, 工作面在停采线附近穿过原北翼轨道巷。工作面走向长度约513 m, 倾斜长度64 m, 共布置44台液压支架。工作面所采7#煤层平均厚度5.2 m, 平均倾角27°, 为易自然发火煤层, 自然发火期一般为3~6个月, 煤尘具有爆炸危险性。工作面回采期间采用全负压上行通风方式, 运输巷进风, 轨道巷回风。71102工作面具体布置情况如图1所示。

2遗煤火区概况

71102工作面从2014-11-28—2015-01-26总计回采30 m, 推采速度慢, 托顶煤且条带开采, 采空区冒落不实, 漏风通道通畅。工作面回采期间, 在距停采线35 m左右推过原北翼轨道巷, 同时在距停采线25 m左右工作面33#~44#液压支架处揭露落差约3.5 m的断层1条。工作面推采后, 在原北翼轨道巷与工作面轨道巷交叉点四角门至断层破碎带的大片区域内留有大量遗煤。该遗煤区域大致分布范围如图1所示。2015-01-27工作面40#~44#液压支架架后及回风隅角处冒烟, 人工检测工作面30#~39#液压支架架后及架间CO浓度大幅升高, 综合分析工作面停采线附近采空区赋存状态、遗煤区域和工作面40#~44#液压支架及回风隅角处冒烟的情况, 初步推断采空区遗煤发火区域为原北翼轨道巷与工作面轨道巷交叉点四角门至断层破碎带这一范围内。遗煤发火产生的烟气及CO, 通过采空区内轨道巷附近垮落后未压实的空隙通道, 最终从工作面40#~44#液压支架及回风隅角处溢出。初步推断的采空区遗煤发火区域如图1所示。

3防灭火技术及应用效果分析

火区内气体状况满足启封条件后, 从2015-05-18开始对71102工作面进行启封, 结合71102工作面的复杂条件, 按照减少采空区漏风、 降低采空区氧浓度和消除高温点的原则, 在工作面启封前及启封期间制定了以下防灭火技术措施:1加强气体监测监控。每班对工作面撤架处、 40#~44#液压支架架间及架后、回风隅角、回风巷风流中的气体进行采样, 送地面实验室进行色谱分析, 及时准确掌握气体变化;利用KJ90安全监控系统对回风隅角和回风流中CH4和CO浓度实时监测。2调整通风系统。保留工作面运输巷火墙进行锁风, 在北一轨道石门内布置2台11 k W的对旋局部通风机, 打开轨道巷火墙向工作面内延接风筒进行局扇正压供风, 减少采空区遗煤区域的漏风。风筒出风口距离拆架处8 m左右, 风量约为150 m3/min, 工作面污风经北翼运输巷和71102工作面运输巷外段排出。启封前通风系统和调整后的通风系统分别如图2、3所示。3封堵漏风通道。对原进风隅角、回风隅角FSA墙进行复喷, 对40#~44#液压支架架间、架后及工作面架间排查到的高温异常点喷涂LFM轻型喷涂料进行封堵, 同时在35#~44#液压支架顶梁下挂设风障, 封堵密闭采空区的漏风通道。4向火区灌注防灭火材料。以北翼运输上山与71102工作面轨道巷外段交叉处封堵墙外部的硐室为钻场, 钻孔终孔点覆盖推断发火区域, 钻场及部分钻孔布置情况如图4所示, 各钻孔参数如表1所示。

在通过采空区轨道巷内预埋的管路向四角门处压注氮气的同时, 从2015-05-15—2015-05- 25, 通过1#、2#和5#孔向遗煤区域灌注玻璃凝胶。 灌注玻璃凝胶期间各孔封堵较为严重, 导致注浆泵压力过大而无法继续灌注防灭火材料。玻璃凝胶防灭火材料虽具有良好的封堵、阻化和保水降温效果, 但不能较好地在采空区向远处扩散和向高处堆积, 致使钻孔封堵严重、换孔次数频繁。向遗煤区域压注的氮气本身具有很好的惰化作用, 但氮气流动性较强, 容易散失, 不能持久保持火区惰化。

采取以上防灭火措施后, 71102工作面采空区遗煤火区得到了一定控制, 回风隅角及回风巷风流中CO浓度保持了一定的稳定性, 呈小幅增长趋势。至2015-05-24早班回风隅角处CO浓度开始迅速升高, 2015-05-26夜班回风隅角处人工检测CO浓度为0.038 0%, 回风巷风流CO浓度为0.018 0%。实践证明, 以上防灭火措施各有优点, 均起到了一定的防灭火作用, 但在此复杂条件下的采空区遗煤火区复燃应用效果并不理想。

4普瑞特防灭火新技术的应用

4.1普瑞特防灭火材料概述

普瑞特采用了纳米级的“微胶囊”技术, 使得A、B两种组分在水中的成胶速度得到控制, 从而成胶过程可以缓慢有序进行。在“微胶囊”的控制下, 反应生成的胶体可以缓慢吸收并螯合水分。此种状态下的胶体吸收并螯合水分的过程和泡沫破裂析出水分的过程, 是一个逆向的平衡状态。因此, 该项技术可以将95% 以上的泡沫灌浆水固化, 形成凝胶层覆盖于煤体表面[2,3]。

4.2技术特点

凝胶以泡沫为载体, 在防灭火区域内扩散并向高处堆积, 所到之处凝胶都能有效覆盖黏附浮煤裂隙, 持久保持媒体湿润冷却, 同时有效封堵漏风通道;材料添加剂中含有的阻化剂, 能长久对煤阻化, 彻底防治煤炭自燃;泡沫中的氮气缓慢释放, 克服单独注氮时氮气容易流失的缺点, 持久保持火区惰化[4]。

4.3应用工艺及参数

普瑞特防灭火原材料由A料和B料组成, 分别与水按2% 和1% 混合形成预混液, 通过接入矿井压风系统的双液气动泵传输至普瑞特发泡成胶装置, 在发泡成胶装置上接入氮气管路, 经发泡成胶装置制备出的普瑞特防灭火泡沫凝胶直接通过钻孔注入遗煤区域。其技术参数如表2所示。

4.4应用效果

在综合分析71102工作面采空区推断遗煤发火区域和防灭火高位钻孔参数的基础上, 从2015-05-26—2015-06-02分别通过4#孔和7#孔灌注普瑞特防灭火材料。4#孔和7#孔灌注的普瑞特防灭火材料具体参数如表3所示。

由表3中的数据可知, 大量的普瑞特防灭火材料通过4#孔在采空区内扩散堆积, 对发火区域起到了很好的降温、阻化、封堵和惰化作用。灌注期间工作面回风隅角及回风巷道内CO浓度人工检测数据变化曲线如图6所示。由图6可知, 71102工作面遗煤火区得到快速控制, 工作面回风隅角及回风巷道内CO浓度显著降低, 保证了工作面的安全回撤。

5结论

(1) 71102工作面推采速度慢且条带开采, 工作面回采期间, 在距停采线35 m左右推过原北翼轨道巷, 同时在距停采线25 m左右工作面33#~44#液压支架处揭露落差约3.5 m的断层1条, 致使原北翼轨道巷与工作面轨道巷交叉点四角门至断层破碎带的大片区域内留有大量遗煤。 此外, 工作面回采后顶板垮落不实, 漏风通道通畅, 大量风流进入采空区遗煤火区, 导致了采空区遗煤火区的氧化。

(2) 71102工作面启封期间采用了加强监测监控、调整通风系统、封堵漏风通道和高位钻孔灌注防灭火材料的综合防灭火措施。以上措施均起到了一定的防灭火作用, 但在该复杂条件下的采空区遗煤火区复燃应用效果并不理想。普瑞特防灭火新材料能够在火区内大面积扩散、堆积, 具有优越的保水降温、阻化、封堵和惰化效果, 弥补了其他防灭火材料的不足。通过应用普瑞特防灭火新技术, 71102工作面遗煤火区得到快速控制, 回风隅角和回风流中CO浓度快速下降, 保证了该工作面的安全回撤。

参考文献

[1]梁运涛, 罗海珠.中国煤矿火灾防治技术现状与趋势[J].煤炭学报, 2008 (2) :126-130.

[2]邓凯, 黄鹂, 彭伟, 等.矿井防灭火技术现状及研究[J].煤炭技术, 2011 (7) :79-80.

[3]杨晓敏, 费金彪, 宋大勇.液态CO2对采空区自燃隐蔽火源的控制技术研究[J].同煤科技, 2012 (1) :1-3.

[4]秦波涛, 王德明.矿井防灭火技术现状及研究进展[J].中国安全科学学报, 2007 (12) :80-85.

易燃煤层 篇2

1 硐室支护分析

1.1 支护方式

硐室施工采用将该处原D13胶带下山断面挑顶、刷帮形成硐室的办法进行。受集中矿压影响,该段胶带下山锚喷支护半圆拱形断面已经出现较大变形,考虑到集中矿压作用下大断面硐室砌碹支护易变形、难修复的实际情况,若煤仓下部硐室采用砌碹支护,无法保证硐室和煤仓长期安全稳定,一旦围岩失稳将直接影响整个13区正常生产。通过工程类比分析,硐室支护采用料石墙、工字钢梁砌体支护配合锚喷网支护的复合支护方式。为充分合理地利用断面,决定将给煤机及开关等附属设备和操作间与转载点撒煤清理间上下重叠布置。根据设计要求,硐室的净长为9 m,净宽为5.0 m,底板与原巷道保持一致,顶板水平布置,煤仓中心处净高度为5 m(其中,上部给煤机及开关等附属设备和操作间净高1.8 m)。锚杆采用树脂锚杆,由此推算,硐室的毛宽为6.4 m,煤仓中心处的毛高5.5 m,为保证施工硐室时,两侧巷道不至于出现集中压力作用而变形,硐室上、下3 m衔接巷道,采用料石混凝土砌碹支护提高支护强度。

1.2 技术参数

(1)料石墙设计宽度550 mm,料石墙基础可分段找平,采用砂浆铺底,料石砌筑,基础厚度不小于300 mm,宽度800 mm。

(2)工字钢梁采用30#普通热轧工字钢,长度6 m,按0.5 m间距架设,给煤机及开关等附属设备和操作间台架采用20#普通热轧工字钢做骨架,上铺设厚5 cm木板,工字钢间距1.0 m。

(3)锚杆采用Ø18 mm×1 800 mm的端锚钢筋树脂锚杆;锚固剂采用3550型树脂药卷;托板为铁托板,规格为100 mm×100 mm×10 mm;锚杆间排距均为0.7 m;锚杆眼深度不超过1 750 mm。

(4)网为热镀锌低碳8#钢丝编织的金属菱形网,规格4.0 m×1.6 m;钢丝抗拉强度≥375 MPa。采用专用联网丝联网,逢孔必穿,确保联网质量。

(5)喷射混凝土厚度100 mm,混凝土配比为水泥∶沙∶米石(体积比)=1∶2∶2,水灰比为0.44,速凝剂按水泥质量的3%加入,喷浆料严格按配比搅拌均匀。喷射混凝土标号不低于C20。

(6)金属框架支护采用30#普通热轧工字钢,当硐室施工完成后,在硐室四周焊接一组工字钢框架,构成工字钢、料石墙、金属支架配合锚网喷强力复合支护,确保硐室牢固安全。

2 施工工艺

2.1 施工工序

考虑硐室围岩条件较差、2—3煤层松软、易垮落的特点,全断面一次成型有困难,决定将全断面分解成3部分施工,即先两侧后中间施工法,两侧宽度均为2.2 m,中间宽度2.0 m。施工两侧前,先在中间打上一组规格为2.0 m×1.0 m的“#”形木垛并接顶严密牢靠,然后依此在两侧进行正台阶法的扩帮施工,及时采用锚网喷支护并砌筑料石墙等。两侧施工完毕后,开始对中间部分逐架拆除木垛,将中间顶煤挑掉,锚网喷支护并架设工字钢梁支护顶板。最后进行喷射混凝土封闭顶板,安装给煤机及开关等附属设备操作间台架,并打混凝土底板施工。施工工序如图1所示。

2.2 施工方法

(1)施工前的准备工作。

①施工前,必须提前搭设牢固可靠的工作台,为施工人员提供合理的施工空间和作业高度。为便于移动,工作台由长2.2 m、宽1.2 m、高2.5 m的木质长方体组成;长方体采用直径不小于18 cm的木料密排制成,施工时,根据需要将长方体连成一体。②施工两侧前,先在中间位置打上一组规格为2.0 m×1.0 m的“#”形木垛,所用木料直径不小于18 cm,木料之间用钯钉固定;所有木垛必须排成一条直线并接顶严密牢靠。

(2)两侧挑顶、扩帮支护。

①两侧分开施工,均从上向下进行,先按两侧断面要求采用正台阶施工法进行挑顶扩帮施工,循环进度1.4 m,扩帮、挑顶均采用放小炮施工,炮眼深度1.5 m,掏槽眼间距650 mm,每眼装药量2节,其他周边眼间距500 mm,装药量均为1节,掏槽眼与周边眼分开爆破。上台阶超前下台阶2.8 m推进,依此类推。②爆破作业完成后,及时用手镐将断面刷至设计要求,并将浮煤清理干净,然后按要求及时打锚杆,挂菱形金属网支护,巷道一侧施工完毕,再集中起来,分2次进行喷射混凝土支护以达到设计要求。③喷浆支护完毕,及时分段找平挖掘料石墙基础,挖掘深度不小于300 mm,宽度不小于800 mm。基础挖好后,先铺上50 mm厚的砂浆,然后在其上砌筑料石基础(厚300 mm,宽800 mm);料石墙基础砌筑好后再按设计要求砌筑料石墙,料石墙与两帮喷层的间隙要用砂浆充填实;料石墙砌筑到给煤机安装平台高度时,及时挂上水平线确保安装平台水平,并按设计要求预留架设工字钢棚架的间隙。

(3)中部挑顶支护。

①两侧挑顶、扩帮支护完成,且料石墙砌筑好后,开始按设计要求预先将两帮需架设的30#工字钢梁(共计16根)的位置依此排好,然后进行中间部分的挑顶施工。②挑顶施工从上向下依次进行,每取掉一架木垛,及时将顶上的煤用手镐或长柄工具挑掉,每次挑够架一棚工字钢梁的位置,及时打锚杆、挂网,并按标定位置将工字钢梁架好。以此类推施工完毕。若手镐刷不动时,可放松动炮松动。③中部挑顶支护完毕后,及时喷射混凝土支护,使之达到设计要求。

(4)设备安装。

待硐室主体工作全部完成后,开始按原来预留位置安装给煤机及开关等附属设备和操作间台架;将煤仓主体与下部硐室掘通,并支模板,用混凝土浇筑煤仓下部漏斗和预埋给煤机安装框架。煤仓下部硐室支护结构如图2所示。

(5)剁底施工。

当硐室施工结束,设备安装好后,进行剁底预埋工字钢底梁施工。剁底施工分段进行,剁底深度以挖到两边料石墙地基处为准,剁底达到要求后焊接工字钢框架底梁,下底梁前巷道底部先预铺设金属网,以防底梁变形下坠;底梁焊接完毕后,在底梁上焊接工字钢框架,工字钢框架焊接完毕达到要求后,用混凝土浇筑硐室底板,厚度不小于200 mm。

3 防灭火技术措施

由于硐室断面较大,且布置在松软煤层中,虽然已采取了锚网喷浆支护来预防煤层自燃,但煤仓在使用过程中,长期受落煤冲击振动和矿压作用等因素影响,造成硐室周围软煤松脱,使砌料石墙后出现空隙,漏风后有可能引起自燃。因此,为更有效预防煤层自燃,采取了砌料石墙后打钻注胶充填措施。在硐室顶部中央和硐室两肩部每隔3 m各打一个钻孔,对砌料石墙后缝隙进行插管注胶充填。注胶后既有效地预防了缝隙漏风,又减缓了周围软煤松脱,不仅起到了预防自燃作用,还减弱了煤仓落煤冲击对支护的振动影响。

4 支护效果

在原D13胶带下山锚喷支护施工过程中,经常出现片帮冒顶现象,严重影响安全,为消除这些安全隐患,经常要进行二次支护或补打锚杆(或锚索)加强支护,浪费了大量的人力、物力。煤仓下部硐室采取复合支护方式及合理的施工方法后,施工过程中未发生片帮、冒顶现象,硐室成型效果非常理想;硐室建成至今,未发现有任何裂隙和混凝土脱落现象。

5 结语

(1)松散围岩的松、软、散、弱等特性决定了硐室施工首先要选择合理的施工方法和破岩方式,尽量减少对围岩自身支承结构的破坏,尽量保持其完整性和稳定性,为最大限度发挥围岩与支护结构的共同承载作用创造条件。

(2)锚网喷支护属柔性主动支护,通过锚杆与围岩相互作用,可将松散围岩锚固以提高围岩强度,形成具有一定承载能力和可塑性的组合拱结构体来抵抗围岩压力。喷层和金属网可及时封闭松散围岩,有效防止围岩风化潮解与煤岩块垮落造成组合拱结构体的失效;同时,可作为临时支护,确保后续进行的料石墙、工字钢梁刚性支护的施工安全。

(3)料石墙、工字钢梁刚性支护可以进一步提高支架—围岩相互作用系统支护的整体性和抗压强度,在很大程度上限制了松散围岩的塑形变形,维护了硐室在服务期内的长期安全和稳定,锚网喷支护与料石墙、工字钢梁支护方式的结合相得益彰,使硐室支护结构具有足够的强度和刚度,从而使硐室周边围岩处于三向应力平衡状态,有效阻止了松散围岩塑性变形区域的扩展,从而保证了硐室及其上部煤仓的长期稳定和安全。

易燃煤层 篇3

一、罗克休泡沫灌注工艺

在需要封闭的地点首先采用木板封闭和向封闭处两帮及顶部打孔安装封孔器, 然后向其空间注入罗克休聚合材料。注时使用专用气泵将树脂和催化剂以4:1的比例送入注射枪, 两种材料混合后迅速发泡, 通过注射管注入使用地点20min左右硬化。具体工艺为:用木板封闭预注区 (打注胶孔和封孔) →高压胶管连接注射枪和注浆泵→将3根吸液管分别插入2个装有树脂桶和1个装有催化剂桶内→连接压风管至专用泵→开泵注胶→用机油冲洗机具→停泵→拆卸注射枪。

二、罗克休泡沫灌注工艺流程

三、罗克休泡沫施工过程

(1) 施工前, 准备动力风源 (压力0.4-0.7MPa) 、25mm风管, DN13的高压管, 棉纱、防护用具等, 并将原料和设备及板闭材料等运到施工现场。

(2) 孔位设计及板墙布置。钻孔参数按现场情况确定, 打板时要求与周边完全接触, 特别要注意与顶、帮接触严实, 且在顶部留注射孔。

(3) 固定好注射泵和注射枪, 开始注浆, 两根吸料管分别插入罗克休树脂和催化剂中, 注射泵调试好混合液体比例。

(4) 注射孔轮流交替注射, 以顶部板闭充填严实为准, 完成注射。

四、罗克休泡沫技术参数

五、罗克休泡沫灌注情况

丁6-22110采面机风巷在掘进过程中共充填了一个高顶区、两个高冒点。丁6-22110机巷在掘进过程中沿丁5煤层顶板施工, 由于丁5煤层逐渐变薄无开采价值, 将原丁5-22110机巷封闭。改为沿丁6煤层掘进。由于丁5煤层和丁6煤层层间距为2.5-6m。机巷重叠长度为375m。机巷外段30m丁5与丁6层间距较薄, 施工时丁6顶板放落与上部丁5巷道连通形成巷道高顶区;巷道施工到520m时形成一冒落区;风巷施工到630m处时形成一个高冒点, 该高冒点充填时经采样色谱分析CO含量为90ppm。机巷高顶区与高冒点充填至今通过每天检测无发现CO气体, 风巷高冒点充填封闭后150天CO含量下降为零。

六、罗克休泡沫的特点

罗克休泡沫是由两种组分组成的注射泡沫, 具有高抗压性能, 在对机械强度的要求较高时, 是充填、密闭的最佳选择。

与现有的防灭火技术及材料相比, 即时发泡, 抗压强度高、抗静电、无火焰蔓延, 适用于灭火措施, 良好的可压缩性, 能够适应岩层的运动, 而且对堵漏充填快速有效, 从而防治煤炭自然发火。

易燃煤层 篇4

矿井为立井、斜井单翼双水平上、下山开拓。井筒数目9个, 6个进风井, 3个回风井。本井田含煤地层为下侏罗统义马组, 主要可采煤层为2层长焰煤, 自然发火期0～3个月, 最短7 d, 属易自燃煤层, 2006年被定为高瓦斯矿井。现工作面集中布置在二水平21采区, 即21采区布置一个21121综放工作面和一个21092炮采工作面。随着矿井采深不断加大, 瓦斯涌出量相应增大, 伴随着冲击地压、巷道变形等问题, 21121综放工作面的瓦斯问题已成为制约安全生产的一个突出问题。为此, 在21121综放工作面生产期间采取了多种瓦斯综合治理措施, 并取得了良好效果。

1 工作面概况

(1) 工作面位置。

21121综放面位于矿井西部, 21采区下山西翼, 北为21102工作面采空区, 东邻21采区下山煤柱, 南邻未开采的21141工作面, 西为矿井边界煤柱。工作面走向长1 386～1 442 m, 平均长1 414 m, 可采储量为264.1万t, 可采长度为1 205.5 m, 倾斜长130 m, 倾角12°20′～14°30′, 平均倾角13°55′;工作面标高-63.592～-3.056 m, 平均标高-33.300 m, 工作面平均采深651.55 m。

(2) 煤层赋存情况。

21121工作面回采煤层为二煤, 煤层为黑色块状及粉末状, 结构复杂, 含矸4～8层, 夹矸岩性分别为泥岩、粉砂岩、细砂岩, 煤体干燥疏松, 极易自燃, 发火期最短7 d。煤岩类型为半光亮型—半暗型, 煤层厚度13.85～18.16 m, 平均16.0 m, 煤层较稳定。

(3) 地质构造及工作面顶底板情况。

经该工作面施工揭露证实:F3-7断层、F3-9断层从工作面内部穿过。F3-7断层落差3.0～4.3 m, 因在工作面东部煤柱内, 对瓦斯抽放无影响;F3-9断层落差3～4 m, 对瓦斯抽放有一定影响。工作面直接顶为深灰色—黑色致密状泥岩, 致密性脆, 具隐蔽水平层理, 含植物化石碎片, 间夹极薄层细砂岩、粉砂岩, 厚度一般为19.8～31.2 m, 分布较稳定。基本顶为中侏罗杂色层状砾岩、砂岩、粉砂岩, 厚度较大。底板由上而下为:煤矸互层 (0～4.2 m) 、黏土岩、细砂岩 (0～3.5 m) 、砾岩 (0.5～3.4 m) 。

(4) 工作面瓦斯涌出量预计。

根据近几年千秋煤矿瓦斯等级鉴定情况, 矿井每延深50 m, 瓦斯绝对涌出量增加1.675 m3/min。21121工作面平均采深为651.55 m, 预计工作面绝对瓦斯涌出量在16.443～19.443 m3/min之间。

2 瓦斯治理方法

(1) 采取多种形式进行瓦斯抽放。根据21121综放工作面回风巷布置实际情况, 工作面外段1 116 m采用高位钻场近水平大直径钻孔抽放采空区瓦斯, 工作面里段270 m采用低位钻场高位钻孔抽放采空区瓦斯。①低位钻场高位钻孔抽放采空区瓦斯。第1个钻场距切眼为30 m, 向外依次再布置6个钻场, 间距为45 m。每个钻场布置3排钻孔, 每排4个, 总计12个钻孔, 每个钻场的钻孔参数根据瓦斯涌出情况、煤层厚度、巷道倾角等因素不同而另行设计。采用MK-4型全液压钻机, 钻孔直径75 mm, 钻孔长度100 m左右。②高位钻场近水平大直径钻孔抽放采空区瓦斯。第1个高位钻场距第6个高位钻场350 m, 21121回风巷开一段巷道爬到顶板泥岩中, 巷道长约16 m, 然后沿煤层走向掘8 m平巷, 高为3 m、宽为5 m, 即为高位钻场。向外再依次布置2个高位钻场, 间距为350 m。每个钻场布置2排钻孔, 每排3个, 总计6个钻孔, 钻孔参数根据瓦斯涌出情况、煤层厚度、巷道倾角等因素不同而另行设计。采用MK-7型全液压钻机。终孔直径为215 mm或193 mm, 钻孔长度400～500 m。③工作面上隅角埋管抽放采空区瓦斯。上隅角采空区埋一根Ø250 mm聚乙烯抽放管, 长度25～30 m, 抽放上隅角采空区瓦斯。

(2) 合理增加工作面风量。为增加风量, 在二水平新掘回风立井, 工作面风量由原来的800 m3/min增加到1 175 m3/min。根据千秋矿经验, 易自然发火矿井风量过大不利于防火。因此, 风量不能增加太大。

(3) 加强工作面上、下拐头堵漏风。每隔5 m机头、机尾采空区充填珍珠岩粉和煤墙袋, 使工作面与采空区充分隔离, 以减少采空区漏风对瓦斯涌出的影响, 从而降低回风流中瓦斯浓度。

(4) 工作面打瓦斯释放钻孔。

(5) 工作面上、下拐头挂上挡风帘, 以减少向采空区漏风。上、下拐头挂上挡风帘后, 有利于工作面采空区防火及减少采空区瓦斯涌出, 但如果管理不善则容易造成采空区“呼吸”, 可引起采空区发火。

3 效果

通过采取以上瓦斯综合治理措施后, 回采期间工作面瓦斯涌出量在15～20 m3/min之间, 工作面回风流瓦斯浓度为0.2%～0.4%, 杜绝了瓦斯超限, 确保工作面安全高效生产。

4 结语

(1) 采取多种瓦斯抽放技术, 有效地解决了高瓦斯矿井易自燃煤层综放工作面瓦斯治理问题。

(2) 要随时观察分析瓦斯抽放管道中的CO浓度变化情况, 防止采空区发火。

(3) 高位钻场的抽放参数需要进一步研究, 以提高抽放效果。

(4) 在治理高瓦斯矿井易自燃煤层瓦斯时, 要从工作面设计、巷道布置方面综合考虑瓦斯治理与防止煤层自燃问题。

摘要：结合千秋煤矿实际情况, 介绍了在高瓦斯矿井易燃煤层中综放工作面瓦斯治理方法, 应用效果良好。

易燃煤层 篇5

关键词：不均衡生产,综放工作面,注氮防火

1 自然发火原因分析

华亭煤业集团净石沟煤矿21423工作面回采4-2煤层,该煤层属大倾角易燃特厚煤层,其倾角为25°~30°,厚度10 m,煤质属低灰、低硫、高挥发分长焰煤,挥发分高达36.24%,煤尘具有强爆炸性,采用综采放顶煤开采。工作面斜长90 m,走向长780 m,采用U型通风,风量500 m3/min。净石沟煤矿生产能力过剩,为了严格按国家核定的生产能力生产,工作面采取不均衡生产,每个月完成生产任务后放假5~7 d,节假日期间放假7~15 d。工作面不均衡生产使采空区极易自然发火,其原因有:

1)开采煤层为长焰煤,是全国最易自然发火的煤层,其最短自然发火期仅20 d左右。

2)采空区浮煤呈立体赋存,位置较高,不论是洒阻化剂,还是灌黄泥浆,均顺底板流走,不易包裹浮煤。

3)工作面不均衡间歇生产,当工作面停产时,采空区内浮煤及支架上方的煤层松动圈易达到其最短自然发火期而出现氧化自燃。

4)工作面进回风巷沿特厚煤层底板掘进,使巷道顶部的煤层厚度达到7 m,巷道顶部的松动圈或冒顶区极易漏风氧化自燃。

5)工作面撤架时采空区氧化带、冷却带上部和支架上部煤层均易自然发火[1]。

2 自然发火预测预报指标

2.1 预测预报指标的确定

不均衡生产时工作面自然发火预测预报指标与均衡生产时的预测预报指标有所不同,这是因为均衡生产时,采空区浮煤氧化后,由于工作面在不断地向前推进,一方面,采空区岩石垮落使浮煤的聚热环境有所改变,另一方面,随着工作面推进,采空区正在氧化的浮煤不断地运移到采空区窒息带,使采空区浮煤的氧化终止。而如果工作面不推进,则采空区浮煤的氧化聚热条件相对稳定,随着浮煤氧化聚热量的增多,浮煤的温度不断增高,易使其达到最短自然发火期而氧化自燃。因此,当工作面不推进或推进速度极慢时,采空区自然发火预测预报的φ(CO)应低于正常推进的φ(CO)指标。根据对21423工作面不均衡生产工作面自然发火指标的考察,制订出工作面采空区自然发火早期预测预报指标。

1)工作面正常推进时

当工作面上隅角或支架上部出现CO,其体积分数φ(CO)向上递增,达到6.0×10-5时;φ(CO)波动和变化,达到8.0×10-5时;工作面采空区内出现C2H4时。

2)工作面不推进或推进速度小于30 m/月时

当工作面上隅角或支架上部出现CO,其体积分数φ(CO)向上递增,达到3.0×10-5时;φ(CO)波动和变化,达到4.0×10-5时;工作面采空区内出现C2H4时。

工作面不推进或推进速度小于30 m/月时,其自然发火的CO气体预测预报指标比正常推进时要低50%。

2.2 预测预报实例

1)2011年3月1日至4月1日,21423综放工作面仅推进23 m,上隅角φ(CO)为5.0×10-5,未达到制订的自然发火早期预测预报指标6.0×10-5,因此未采取加强的防火措施。但是,随后CO气体逐渐增多,φ(CO)最高达到了1.5×10-4(见图1),说明以前制订正常推进时的自然发火早期预测预报指标不适应不均衡生产时的指标。如果工作面在上隅角φ(CO)为3.0×10-5时就采取加强的防火措施,φ(CO)就不会升高到1.5×10-4,采空区浮煤就不会剧烈氧化。

2)2012年3月6日,工作面上隅角出现CO气体,φ(CO)为3.0×10-5,当时工作面推进度较慢,达到了矿井制订的工作面慢推进度自然发火预报指标,当即对工作面采空区埋管加强了注氮,连续注氮48 h,使上隅角φ(CO)降到了0.5×10-5(见图2)。

3 不均衡生产工作面防火技术

为了适应工作面不均衡生产的防火要求,矿井采取了如下的防火措施:放假时间少于7 d时,工作面不封闭,采取采空区强化注氮措施为主的综合防火方法;当放假时间超过7 d后,采取临时封闭工作面注氮防火措施。

3.1停产期间采空区开放注氮为主的综合防火技术

工作面第1次停产6 d,采用了采空区开放式注氮为主的综合防火技术。

3.1.1 开放式注氮方法

1)减风。

停产时工作面风量由500 m3/min 减为300 m3/min,以工作面有害气体不超限的最小风量为放假时工作面的风量。生产后,再恢复到原来的风量。

2)采空区上下端头堵漏。

在工作面上、下隅角用丝袋装上碎煤,垒丝袋密闭墙,减少采空区的漏风。如果停产时,上隅角φ(CO)超过了8.0×10-5,在垒好的丝袋密闭墙上再喷罗克休材料,进一步减少采空区的漏风。

3)加强气体和温度的监测。

工作面每隔3架支架用电煤钻在架间打1个小钻孔,钻孔直径13 mm,钻孔终孔高度高于煤层底板3~5 m,钻孔中插入束管单管。瓦斯检查员每班除坚持以前的常规气体和温度的监测外,还必须用红外测温仪和CO便携仪检测支架架间的温度和束管中CO气体浓度。对回风巷的高冒区和松动圈必须每天注水1次,如发现有高温,必须采取注凝胶或白泥的措施降温[2]。

4)采空区埋管注氮气。

在采空区进风侧下隅角以里埋管连续注氮气,注氮流量为800 m3/min,氮气纯度98%以上,放假期间连续注氮气。

5)加强对采空区气体的监测。

在上隅角以里30 m处埋入钢管,钢管内穿入束管,通过束管测试采空区内气体。

3.1.2 开放式注氮效果

对工作面停产后采取的开放式注氮综合防治方法的防火效果进行了考察,其结果如下:

1)大幅缩小采空区氧化带范围。

根据对试验工作面采空区自然发火三带的考察,采空区在50 m以里进入窒息带,煤层的最短发火期为25 d,工作面的月推进度为60 m,注氮后能将采空区30 m以里变为窒息带。工作面停产时,采空区20~30 m处的浮煤在采空区内已经氧化15 d,受工作面支承压力的影响,这些浮煤在进入采空区前已经氧化了10 d左右(特别是进、回风巷顶部浮煤),因此在放假期间,工作面不推进,采空区20~30 m处的浮煤很可能达到其25 d的最短自然发火期。为此,在放假期间强化了采空区注氮,将注氮流量由600 m3/h增加到800 m3/h,进一步缩小采空区氧化带的范围,确保了放假期间采空区浮煤不自然发火。放假期间采空区氧浓度变化见图3,可以看出,停产期间通过注氮使采空区21 m处就进入了窒息带。正是由于放假期间的采空区强化注氮,将采空区氧化带范围大幅缩小,才保证了工作面间歇生产防火的成功。

2)工作面CO浓度在可控范围。

通过实施以上防火措施,工作面上隅角φ(CO)最高为1.0×10-4,仅比正常回采时增加了4.0×10-5,有效地防止了工作面在放假停产期间的自然发火。2011年8月26日至31日放假期间工作面上隅角CO浓度变化情况见图4,可以看出,上隅角φ(CO)最高为1.0×10-4,表明采空区浮煤虽然有所氧化发热,但还是在可控制的范围内,9月1号工作面开始推进后,上隅角φ(CO)立即呈下降的趋势,表明工作面放假时间在7 d之内时,采取工作面开放式注氮为主的综合防火技术是有效的[3]。

3.2 停产期间临时封闭注氮

工作面停产期间采用开放式注氮,虽然有效地防止了工作面的自然发火,但为了防火,整个通风队没有放假,投入了大量的人力物力,而且工作面φ(CO)还有所上升,为此,当工作面停产时间超过7 d时,矿井采用了临时封闭注氮防火措施。

3.2.1 临时封闭注氮方法

在工作面进回风巷分别掏槽构筑2道板闭,并对板闭进行沫面和喷浆处理,在板闭上设置水柱计和取气管,通过采空区进风侧埋管连续向密闭内注氮降氧防火。以800 m3/min注氮流量连续注氮 2 d,密闭内的φ(O2)降低到7%以下,整个封闭区间已经被隋化,工作面不会自然发火。然后,将注氮流量减少一半,以维持量进行注氮,始终将封闭区内的φ(O2)控制在5%以下。

3.2.2 临时封闭注氮防火效果

1)迅速降低封闭区内氧浓度。

工作面临时封闭后,仅用2 d多时间,就将采空区内φ(O2)降至7%以下,采空区浮煤再也不会氧化自然发火。

2)将封闭区内φ(CO)降为0。

工作面在封闭前,上隅角φ(CO)为2.5×10-5,封闭后φ(CO)降为0,工作面打开密闭恢复生产后,上隅角φ(CO)始终保持在3.0×10-5以下,比放假期间开放式注氮防火低了一半左右(见图5)。

3)工作面恢复快。

工作面放假结束后,仅用3 h时间,就将工作面有害气体排完,使工作面恢复了生产。

4)节省劳动力。

在临时封闭注氮期间,整个通风队全部放假,只留几人进行值班、观察和取样,做到了轻松防火。

4 结语

1)针对工作面不均衡生产的自然发火特点,提出了工作面自然发火预测预报指标:工作面不推进或推进速度小于30 m/月时,其自然发火预测预报的φ(CO)指标要比正常推进时低50%。

2)工作面不均衡生产时,放假7 d以下工作面采用开放式注氮为主,以减风、工作面上下隅角堵漏和支架上方打小钻孔测气体温度为辅的综合防火技术;放假7 d以上,采用临时封闭注氮防火技术。

参考文献

[1]韩云龙.厚煤层综采放顶煤工作面防灭火技术的探讨[J].矿业安全与环保,2002,29(4):33-34.

[2]文虎,陈安明,邱春亮.济二矿4301综放面沿空顺槽自然火灾治理[J].矿业安全与环保,2004,31(6):57-58.

易燃煤层 篇6

砚北矿井开采煤层深部属近水平、特厚、易燃软煤层, 煤层厚度约20 m, 最短自然发火期37 d。目前矿井所采的250205上工作面位于2502采区中部地带, 整个采区煤层的赋存情况为西北高, 东南低的背斜构造, 本采区的“三条”大巷均沿该采区煤层的南部边界布置, 导致回采工作面运输巷全部为变坡下行巷道, 回采面高程海拔在+1 026～+1 150 m水平之间。本工作面为该采区的首采面, 设计年产量400万t/a, 采用倾向分层后退式综采放顶煤开采, 一次采全高, 工作面倾斜长度208 m, 可采走向长度2 100 m, 采用 “U”形通风方式, 初期的通风阻力为1100 Pa, 这有利于采空区遗煤氧化自燃, 加上首采面推进速度仅为30～80 m /月, 相对较慢, 同时工作面的回风顺槽为下行通风, 导致工作面回采时防灭火工作是一个难题。

2 煤层自然发火机理

煤炭自然发火有其内因和外因, 内因通过实验室对煤样的研究得出;外因通过对该工作面的考察得出。引起煤层自然发火的内因和外因找到后, 可对矿井的自然发火危险程度进行全面综合的评判。

2.1 煤层自然发火内因

为研究砚北煤矿煤层自然发火的内因, 在煤科总院重庆分院实验室对其煤样进行了分析, 煤样的工业分析结果表明, 煤样的挥发份高、水份高、灰份低;煤样的自燃倾向鉴定属易自然发火煤层;不同含水量煤样的氧化吸氧量测定结果表明, 煤样水份10%～15%时吸氧量最大, 水份降低或增大时, 吸氧量均逐渐减少, 而原煤样干燥后再加水时的吸氧量比原煤样不经干燥直接加水到各含水量时的吸氧量高达30%左右;不同粒度煤样的氧化吸氧量测定结果表明, 随着煤样粒度的减小, 吸氧量增大, 小于0.1 mm粒度的煤样的吸氧量比3～2 mm粒度煤样的吸氧量大65.7%。

2.2 煤层自然发火外因

影响煤层自然发火的外因主要为煤层赋存条件、采煤方法、通风状况和掘进方式等:砚北煤矿靠近顶板的煤层较软, 开采中碎煤较多, 增加了煤层氧化自燃的条件;综放面采空区不仅底板有浮煤, 而且放顶煤造成中、上部也有浮煤, 其采空区的浮煤呈10余m高的立体分布, 增加了采空区的可燃物;综放面的开切眼和停采线支架上部易松动, 松动圈碎煤较多, 易漏风氧化自燃;所用综放支架数量多、体积和重量均大于普通综采支架, 因而安装和撤架速度较慢, 易使煤层达到自然发火期;综放面在工作面长度增加到200 m之后, 推采速度会减慢, 易导致采空区遗煤自燃;综放面产量较大, 其所配风量大, 使采空区氧化带范围扩大, 增加了采空区发火的范围。

综放面的煤层厚度为20 m, 两顺槽沿煤层掘进, 巷高3 m左右, 巷道上部有18 m厚的煤层, 由于掘进时压力大, 煤层软, 虽然采用了锚网支护, 巷道松动圈较少, 但巷道松动圈发育, 巷顶松动圈的漏风高度可达3～5 m, 易发生自热现象。

在其进入采空区后, 因为两道上部煤炭不能放出而滞留在采空区, 所以极易引起采空区遗煤自燃。

针对以上分析, 综放工作面采空区是最易自然发火的地带, 故综放工作面在开采时, 必须做好采空区的防灭火工作。

3 采空区注氮防灭火

近年来随着国内注氮防灭火技术的逐步成熟, 综采放顶煤工作面的长度有了很大的增加。砚北煤矿在以前短工作面注氮防灭火技术的基础上, 经过详细分析、计算, 在200 m长综放工作面上成功应用了采空区注氮防灭火技术。

3.1 注氮防灭火设备的选择与计算

3.1.1 防灭火参数的选择

根据规定注氮惰化防灭火的要求为:a、注氮防火惰化指标, 注氮后采空区内氧气浓度不得大于7%;b、注氮灭火惰化指标, 注氮后采空区内氧气浓度不得大于3%;c、注氮抑制瓦斯爆炸, 采空区内氧气浓度不得大于12%。

3.1.2 注氮防灭火所需的理论流量计算

1) 按吨煤计算注氮量

根据国内外经验, 每吨煤约需5m3的氮气量, 则:

Qn=5AK/ (350×60) =809.52 m3/h

式中:Qn——注氮流量, m3/h。

A ——年产量, 4 000 000 t,

K——综采工作面回采率, 取85%。

2) 采空区氧含量计算

Qn=60×Q0× (C1-C2) / (Cn+C2-100) ]816 m3/h

式中:Q0——采空区氧化带内漏风量, 按照工作面 风量的1/100选取, 取8.5 m3/min,

C1——采空区氧化带平均氧含量, 取15%,

C2——采空区氧化带惰化指标, 取7%,

Cn——注氮防灭火氮气纯度, 取98%。

3) 灭火注氮流量计算

封闭注氮, 扑灭采空区火灾的注氮量按照以下公式计算:

Qn=Q0C1/C2-Q0=262 091.2 m3

式中:Q0——火区体积, m3;按下式计算:

Q0= (a+b+c) ×s×h=187 208 m3;

a——回采工作面宽度, 7.3 m,

b——采空区冷却带宽度, 根据实际观测情况 为17 m,

c——采空区氧化带宽度, 根据实际观测情况 为33 m,

s——工作面平均长度, 取208 m,

h——回采高度, 18 m,

C1——火区原始氧含量, 根据一水平实际经验 取6%,

C2——灭火注氮氧含量惰化指标, 取2.5%。

根据以上注氮理论流量计算, 考虑1.2的系数, 为了保证年产400万t工作面正常回采和必要的间歇停采注氮的需要, 选择了JXZD-800型变压吸附碳分子筛和JXZD-400型井下移动式制氮装置各一台, 两套注氮装置同时安装使用, 总注氮流量为1 200 m3/h, 万一发生火灾时, 密闭连续注氮1d完全可以将火灾扑灭。

3.1.3 管路选型安设

输送氮气管路管径的选择:根据本矿井一水平注氮防灭火经验, 主管路选用DN100的无缝钢管, 全部采用法兰接头进行连;埋管选择Φ89 mm壁厚地质钻杆, 其间用特殊接头连接。二者之间接头用DN100的弹簧软管。运输顺槽每100 m均安设上闸阀, 保证按照需要量进行注氮和必要时的注氮管路检修。埋设管路要求一定要垂直工作面, 以利于随工作面移架推溜直接进行托移, 要求在工作面安装结束调试阶段通灭队就要进行注氮管的埋设, 当埋设到15 m时就要开始向采空区注氮防灭火。

3.1.4 设备布置

由于设备运行需要的环境清洁度相对较高, 制氮机安设在250205上工作面和两条采区进风大巷的煤柱中所掘的硐室内, 这样采用固定注氮机的方案减小了因搬迁制氮机的情况而影响采空区的连续注氮方式, 为工作面的安全顺利搬迁创造条件, 同时也为维护制氮机创造有利的条件, 管路的敷设详见图1。

3.2 注氮防灭火工艺及注氮方式

3.2.1 采空区“三带”考察

为高效、合理、有依据地利用注氮防灭火, 工作面进入调试生产时要进行连续注氮防灭火, 并要在工作面切眼进风侧下口、切眼中部和切眼上口预埋管路和束管进行工作面采空区“三带”的考察, 具体做法如下:将长50 m, 直径Φ50 mm的钢管埋入采空区内, 钢管出口用堵头堵严, 并将钢管出口端1 m内钻无数个小孔以便气体流动, 将束管单管2根 (一根备用, 并做好标记) 伸入到埋管的出口端, 并将钢管进口封严, 钢管进口端的束管保留在工作面或与工作面束管连接, 随着工作面的推进, 束管和钢管逐渐进入到采空区内, 从而在工作面经间隔相等的时间内进行检查或通过气包抽取样品, 带到地面利用进行采空区内的氧 (O2) 含量的测定分析, 采空区“三带”的划分是以氧含量的不同来划分的, 划分标准:

O2 ≥ 18% 为冷却带;

7%

O2<7% 为窒息带。

通过考察, 得出250205综放面的冷却带和氧化带的宽度分别为17 m和33 m。

3.2.2 注氮工艺

工作面正常生产时, 根据工作面俯斜开采的实际情况, 由于氮气的体积轻于氧气, 因此根据预注的氮气易于向采空区扩散的特点, 开启一台注氮机向采空区进行注氮, 但必须在工作面上隅角地带注意风流中的氧含量。矿井选用“拖管注氮”的方式, 就是在工作面下口和中部各预埋一趟管路, 下口沿采空区埋设一定长度 (前期25 m, 后期由实际考察值确定) 的厚壁钢管, 工作面中部也需预埋厚壁钢管作为注氮管 (前期30 m, 后期由实际考察值确定) , 它的移动主要利用工作面下口的主架后架与工作面中部后溜牵引, 中部的注氮管与下部注氮管之间通过Φ50 mm以上的弹簧软管连接 (连接“三通”处均要有阀门) , 注氮管路随工作面的推进而移动, 使其始终埋入采空区一定深度。由于当前在注氮后的惰化半径还没有实际的考察数据, 生产开始时在采空区预埋管路和束管考察采空区“三带”和注氮惰化半径, 通过考察所得数据修正前面的不足, 从而保证工作面安全的回采。

根据工作面采空区防灭火的实际, 采用拖管注氮的工艺, 具体做法为:将长15 m (中部埋管30 m) , 直径Φ89 mm的厚壁地质无封钢管埋入采空区, 钢管出口焊严, 并将出口端1 m内的钢管上钻无数个小孔注氮, 钢管的外露端一节焊上拉钩, 用钢丝绳将拉钩连接在主架上, 采空区内埋设的钢管当时定为15 m (中部为30 m) , 钢管随主架后架和后溜的移动而移动, 始终埋在采空区内15 m (中部为30 m) , 保证开放式注氮防灭火的需要。

为保证注氮的安全, 在注氮的同时要采取如下三种措施:

(1) 采空区堵漏

采空区氮气防灭火采用的是开放式注氮, 氮气有一定的泄漏是属于正常的, 但是, 如果氮气泄漏太多, 会影响采空区氧化带的惰化效果。采空区的主要漏风通道为采空区的进、回风侧, 根据该工作面的条件, 所采取的采空区堵漏措施为:①加强进、回风侧强制放煤, 让碎煤堵塞进、回风侧漏风通道;②在工作面进风的端头支架前、回风的工作面上隅角挂风帘, 以改变风流流向和增加采空区进风风阻。

实施上述堵漏措施之后, 取得了较好的防止采空区漏风效果:堵漏之前, 在上隅角能观察到采空区的出风, 且CO一直较高;堵漏之后, 基本上观察不到风流流动, CO浓度有了大幅度的下降。

(2) 减风措施

工作面风量是影响采空区注氮效果的最重要因素, 如果工作面供风量大, 则注氮流量也应加大, 否则将不能惰化采空区氧化带。该工作面最初设计及其供给风量为1300m3/min左右, 按此风量计算的采空区防火注氮流量应为1200m3/min, 制氮机的流量虽然设计为1200m3/h, 但很难达到设计值。在对工作面风量经考察分析后降为850m3/min, 采空区注氮量在800m3/h时可达到好的效果。

(3) 加快工作面推进度

工作面的防火合理推进用如下公式计算:

undefined

式中:C——工作面每月防火合理推进度,

K——采空区冷却带宽度和氧化宽度之和,

e——煤层自然发火期,

n——月工作日, 为30 d。

该工作面的煤层自然发火期为37 d, 采空区冷却带和氧化带宽度之和为50 m, 计算结果:工作面的防火合理推进度为65 m/月, 该工作面在后几个月的回采时间中均超过了工作面的防火合理推进度 (即65 m/月) , 这就为减少注氮量 (间歇注氮防火) 提供了条件。

3.2.3 注氮方式

在不影响工作面的正常生产和人身安全的情况下, 在工作面回采阶段采用开放式注氮方式。但是, 应在工作面下风侧安装监测探头24 h监测回风流中的数值, 只有当有害气体的浓度小于《煤矿安全规程》中的数值和氧气浓度不小于18%的情况下方可采用开放式注氮方式, 否则视情况在进回风侧设置临时堵漏设施以满足气体要求, 且在注氮时要设专职人员在现场检查开放式注氮的安全性。

4 结论

砚北煤矿250205综放面采用上述注氮防灭火技术取得了较好的效果, 在2006年3～6月期间, 由于开采地质因素的影响使月进度仅为20 m /月左右时也有效地控制了火灾。该防灭火技术可在特厚易燃煤层高产、高效综放面中推广应用, 对保证工作面安全生产具有积极作用。

摘要：通过对所开采煤层发火机理的分析, 结合200 m长综放工作面的具体情况, 有针对性的提出合理、有效的采空区注氮防灭火技术。

关键词：煤层发火机理,200m长综放工作面,采空区注氮防灭火技术

参考文献

[1]张荣立, 何国纬, 李铎.采矿工程设计手册[M].煤炭工业出版社, 2003.

[2]樊运策.综合机械化放顶煤开采技术[M].煤炭工业出版社, 2002.

易燃煤层 篇7

关键词：易燃厚煤层,综放工作面,重叠布置,通风稳定性,防灭火

杨村煤矿已到了生产后期, 煤炭资源保有储量有限。为了提高资源采出率, 尽可能延长矿井服务年限, 工作面布置方式采用回风巷、运输巷重叠布置, 缩小了煤柱尺寸, 可多回收煤炭资源60多万t。但是由于留设煤柱较小, 工作面的重叠布置, 过老巷较多, 漏风通道复杂, 容易造成工作面通风系统不稳定, 极易出现自然发火, 对工作面生产影响较大。

1 工作面概况

D11043工作面为综采放顶煤工作面, 系底分层工作面, 该面上覆D11041、D11042工作面采区。工作面位于D11采区胶带下山右侧, 上邻D11021、D11022、D11023工作面采空区, 下邻D11061、D11062、D11063工作面采空区, 上覆D11041、D11042工作面采空区, 工作面长度为1 300 m, 切眼长度为150 m, 2008年5月开始回采。该工作面回风巷、运输巷和D11041工作面回风巷、运输巷重叠布置 (图1) , 所采煤层为2-3煤, 煤层倾角7～10°, 煤层平均剩余厚度为6～15 m, 煤层自然发火期1个月左右, 最短7 d就出现明火。

2 重叠布置对安全生产的影响

(1) 漏风通道多, 通风系统复杂。

由于重叠布置的工作面留设煤柱较小, 周围老巷较多, 上覆煤体受采动影响产生裂隙, 通过周围老巷和上分层终采线、采空区形成集中和分散的漏风通道, 影响工作面通风系统稳定。

(2) 自然发火隐患点多, 自然发火几率增大。

由于受老巷和漏风通道复杂性影响, 在工作面形成老巷、该工作面采空区、工作面回风巷、运输巷和上覆工作面采空区几个煤炭自然发火高发区, 造成工作面防灭火工作难度大, 影响工作面安全生产。

3 防治措施

根据重叠布置对工作面在通风稳定性和自然发火方面产生的不利影响, 采取增阻降压、充填漏风通道稳定通风系统, 均压、充填粉煤灰、汽雾阻化、氮气惰化综合防火措施进行综合防治。

3.1 工作面通风稳定性控制

(1) 由于工作面走向长度1 300多m, 通风阻力大, 回风巷、运输巷风压差大, 造成周围老巷和工作面回风巷、运输巷间漏风大, 仅上分层终采线附近漏风量达到350 m3/min, 回风巷、运输巷沿途通过上分层采空区漏风在200 m3/min以上。在工作面回风巷上分层终采线以外30 m处构筑2道永久性调压墙, 通过增加回风巷的通风阻力, 减小工作面回风巷、运输巷间风压差, 降低工作面的漏风量。实施增压后, 工作面回风巷、运输巷间总漏风量降低到70 m3/min以下。

(2) 对工作面周围存在的漏风通道分别采用不同的方法进行处理, 对周围老巷以大流量灌注粉煤灰浆液充填, 堵塞漏风通道。对上分层终采线附近的集中漏风通道和采空区内分散的漏风通道采取在工作面回风巷向上分层采空区打钻插管注浆、注粉煤灰进行充填的方法, 钻孔间距5 m, 深度要求进入上分层采空区不低于5 m, 如果煤层倾角较大, 可适当降低钻孔长度。由于钻孔数量多, 在回风巷掘进期间就开始打钻注浆、注粉煤灰工作。同时在运输巷对上分层终采线前后各50 m巷道进行喷浆封闭。

3.2 工作面自然发火的防治

(1) 充填采动裂缝。

工作面外围的老巷由于受周围采动影响, 闭墙及周围煤体受压出现裂缝, 并且漏风线路最短, 风压最大, 漏风量也最大, 是主要的发火点之一。通过及时处理闭墙及煤体裂缝, 大流量灌注粉煤灰进行充填, 在工作面开始回采前就基本充填完毕, 在工作面回采期间只是进行补注, 对受该工作面采动影响产生的裂缝进行充填。

(2) 封堵漏风通道。

上分层终采线附近, 由于拆除设备时加强支护及临近实体煤, 顶板塌落比较严重, 存在明显的漏风通道, 包括采空区内部也分散存在着漏风通道, 并且漏风量不大。因此, 也是工作面的主要发火点。通过运输巷喷浆封闭, 回风巷向采空区打钻插管注粉煤灰, 充填采空区形成隔离带, 隔绝漏风通道, 同时在运输巷向上分层采空区内插管压注少量氮气, 降低上分层采空区内氧气浓度, 从而达到防治终采线附近和上分层采空区自然发火的目的。为了加快充填进度和提高充填效果, 采取在粉煤灰浆液中添加粉煤灰增稠剂的措施。

(3) 由于该工作面采用综采放顶煤生产工艺, 顶煤厚在5

m以上, 工作面推进度不高, 每月推进距离不超过60 m, 加上采空区内遗留浮煤较多, 该工作面的采空区也是最主要的发火点。采取降低采空区串风、汽雾阻化、注氮惰化等综合防灭火措施处理, 取得较好效果。①通过在工作面实施增压、减小切眼上下端头风压差、降低工作面的风量配备, 同时在工作面上下隅角沿切顶线垛煤袋墙的方法, 减小了采空区的串风带宽度和串风量, 使采空区内氧化带尽快转变为窒息带, 缩短氧化带持续的时间, 达到防火的目的。②利用汽雾阻化技术, 对采空区内浮煤进行汽雾阻化防火。在紧挨进风隅角支架尾梁下紧贴采空区安装2个喷嘴, 向采空区内喷射溶液, 使MgCl2溶液形成雾状随风流进入采空区, 对采空区浮煤进行阻化防火。要求浓度在15%左右, 喷雾量V= (1+a) KdLhS/R。其中, a为采出率;K为每吨浮煤用液量, 取0.002 t;d为实煤体密度;L为工作面长度;h为采高;S为日进尺;R为雾化率, 取80%。③利用氮气惰化技术降低采空区内氧含量。从工作面下隅角向采空区内埋管注高纯氮气, 埋管深度不超过20 m。2趟管交替注氮, 埋管深度超过8 m开始注氮, 超过20 m放弃不用。也可采用拖管, 随工作面推进向前拖拉注氮管。根据工作面产量、采空区空间计算注氮量, 一般不低于300 m3/h。为了保证氮气尽可能长时间滞留在采空区氧化带中, 提高对采空区浮煤惰化效果, 应同时对工作面采取均压和上下隅角构筑煤袋墙堵漏处理, 减少采空区串风。

4 配套安全措施

由于采用以灌浆、注氮为主的处理措施, 要求工作面必须有完整的排水系统, 保证能够排出灌浆产生的积水。同时要加强上隅角氧气浓度的检测, 防止出现各种有害气体聚集, 造成人员伤害。

5 取得的效果

采取综合防治措施后, 工作面通风系统和风量稳定, 各种途径漏风量大大降低, 防灭火形势稳定。目前工作面已推进900余m, 未出现明显的自然发火预兆, 保证工作面安全顺利生产, 可多回收煤炭资源60多万t, 取得了显著的经济和社会效益。

6 结语

该项技术是由多种措施组成的综合性安全技术措施, 具有适用范围大、工艺简单、可操作性强、投入少等特点, 具有较好的推广前景。

参考文献

[1]宁尚根.矿井通风与安全[M].北京:中国劳动社会保障出版社, 2006.