采空区防灭火（共7篇）
采空区防灭火 篇1
摘要：某矿15201工作面初期采用旧采方式回收边角煤, 后期布置综采工作面进行回采28 d后, 采空区浮煤自燃发火, 矿井采用局部反风、采空区注水、缓慢推进、快速推进等措施, 使高温自燃隐患区域进入窒息带, 彻底消除了隐患。
关键词：煤层自燃,局部反风,注水,推进速度
1 概述
某矿井田总体构造形态为南北走向, 东高西低。主采15号煤, 煤层厚度在4.3~5.0 m之间, 平均厚度4.5 m, 煤层倾角5~8°, 自然发火期12个月, 属于瓦斯矿井, 顶板破碎易冒落, 采用综放一次采全高工艺。由于该矿15201工作面在680~880 m处受F1、F2断层影响, 880~1 110 m采用旧采方式进行了边角煤回收, 680 m处布置“刀巴”式切眼, 采用综放工艺回收。与15201工作面相邻为备用15203综放工作面。在生产过程中, 发现15201工作面CO异常升高, 检测工作面自机尾向机头20 m范围内液压支架后有CO渗漏, 体积分数最低值为2×10-4, 峰值达3.2×10-3, 上隅角达3×10-3, 回风巷为1.2×10-4, 无烟雾、无温感, 工作面瓦斯最高值为0.4%。通过分析确定:工作面采空区浮煤已局部自燃发火, 且处于自燃发火的初期氧化阶段。该矿采、掘区域布置在同一个采区, 一旦15201工作面大面积自燃发火, 将造成全矿井长期停产。
2 发火原因
15201工作面西侧为实体煤田, 北部为旧采区域, 东部为15203备用综采工作面。15201工作面CO浓度升高的原因是采空区局部发生高温自燃隐患。自燃原因为:
1) 工作面北部区域采用旧采方式回收边角煤后, 在680 m新切眼处密闭压裂, 形成采空区漏风通道。
2) 工作面回采初期推进慢, 切眼10 m范围不放顶煤, 留有大量浮煤, 工作面两端头8 m范围顶煤不回收, 采空区处于氧化自燃带。
3) 工作面680 m重开切眼处为断层破坏区, 后期已回采130 m, 28 d。
4) 由于在工作面两端头8 m范围严格进行了阻化剂 (Na Cl) 灌注, 加之15201工作面推进时遗煤厚度不足, 因此判断采空区高温自燃发火隐患在原切眼位置。
3 治理措施
根据工作面自燃隐患情况, 分三步进行灭火:首先, 采用局部反风减小供风量、降低工作面上隅角CO浓度;采空区注水, 降低采空区温度。其次, 临时组织缓慢推进, 降低工作面漏风;最后组织快速推进, 使高温自燃隐患区域进入窒息带, 彻底消除隐患。
3.1 局部反风和采空区注水
1) 严格按“受限空间”作业时间要求进行施工:CO体积分数不超过4×10-5时, 连续工作时间不得超过8 h;CO体积分数不超过8×10-5时, 连续工作时间不得超过4 h;CO体积分数不超过1.6×10-4时, 连续工作时间不得超过1.5h;CO体积分数不超过3×10-4时, 连续工作时间不得超过1 h;工作人员每次进入该区域工作的时间间隔至少在2 h以上。
2) 在保持通风系统稳定的前提下, 对15201工作面、15203工作面进行局部反风。减小供风量, 减小工作面压差, 减少向采空区的漏风供氧, 改变上隅角风流状态, 降低上隅角CO浓度。15201工作面采空区外部漏风从北部旧采区域漏入, 漏风量28 m3/min。在工作面反风后, 15201工作面运输巷从进风改为回风, 风量从768 m3/min减小为560 m3/min, 运输巷后方采空区漏风从漏入改为“压出”。15201工作面CO渗漏区域向机头漂移, 范围扩大, 但浓度减小, 架后峰值为7×10-4, 架间最高为10-4, 皮带巷介于2×10-5-10-4。15203运输巷由进风改为回风, 15201工作面采空区CO渗漏至15203运输巷, 体积分数为3.6×10-5。
3) 15201工作面为仰采, 采空区低, 从15203运输巷向采空区施工26个钻孔, 注入静压水900多立方米, 直至水从工作面采空区溢出。注水后, 降低了采空区温度, 有效抑制高温隐患的发展。但由于采空区范围大, 采空区注水很难直接达到高温区域, 所以不能直接灭火, 消除高温隐患。
3.2 缓慢推进
1) 在CO浓度稳定控制在“受限空间”安全作业要求范围内, 组织工作面割底煤不放顶煤缓慢推进10 m, 增大采空区的风阻, 降低氧气供给, 缩小氧化自燃带范围, 阻断采空区浮煤自燃氧化, 采空区火区从氧化自燃带逐渐进入窒息带。由于漏风降低, 没有连续氧气供给, 煤层自燃自行渐渐熄灭。本地区同类型综采工作面采空区氧化自燃带在20~80 m, 80 m以后为窒息带。
2) 对工作面北部边角煤回收区域15203运输巷4道密闭重新加固, 消除采空区外部漏风。密闭加固后, 15203运输巷未发现CO。在工作面上、下隅角用不燃材料建筑密闭墙并沿工作面推进方向施工, 临时挡风墙减少内部漏风。
3) 缓慢推进后, 在工作面上隅角CO浓度连续稳定的情况下恢复原通风状态。
3.3 快速推进
15201工作面甩掉火区威胁, 采空区火区快速进入窒息带, 必须组织工作面快速推进, 缩小氧化自燃带范围。在有效控制工作面CO浓度前提下, 采用工作面快速推进30 m, 采取放顶煤工序, 防止新留采空区的破碎煤体发生氧化自燃。快速推进30 m后, 工作面已累计推进170 m, CO浓度持续下降, 工作面机尾15 m范围存在CO, 架间CO体积分数低于8×10-5, 上隅角CO体积分数稳定在4.5×10-5, 回风流CO体积分数降至2.4×10-5以下, 说明采空区局部高温自燃发火部位已进入窒息带, 采空区煤层高温自燃发火已在渐渐熄灭。
4 结语
矿井采用局部反风、注水加工作面推进对采空区成功灭火, 解放巷道2 000余米, 恢复矿井可采储量200余万吨, 挽回直接经济损失数千万元, 为自燃煤层防灭火提供了实践经验, 极具推广价值。
采空区内掘进期间防灭火技术研究 篇2
在煤矿井下生产过程中, 矿井火灾已成为威胁煤矿井下安全生产的主要灾害之一, 不仅会造成资源浪费, 还对人员设备安全造成严重威胁[1]。
在煤矿建设或井下生产过程中, 有时难以避免在采空区内掘进巷道。但由于采空区内煤柱或其它遗煤已被氧化, 当在采空区内掘进巷道时, 会不可避免地使空气进入到采空区, 此时煤炭较易自燃。此外, 因采空区内长时间不通风, 采空区空气中会有大量瓦斯, 如果煤炭发生自燃, 会引燃瓦斯, 造成瓦斯爆炸等其它更为严重的灾害事故[2,3]。
针对以上情况, 研究在采空区内掘进巷道时的防灭火技术, 对保证采掘工作安全进行、确保井下安全生产具有巨大意义。
1 工程概况
阳煤集团新景煤矿二采区副立井位于该矿工业广场西部, 井筒直径7.5 m, 垂深455 m。在副立井施工时必须穿过8号、11号煤层, 根据该区域内的开采调查情况, 本区域内11号煤层已经过回采, 11号煤层区域为采空区, 8号煤层尚未回采。副立井井下施工地点位置1025大巷西部区域, 1025巷道不仅担负着井下辅助运输任务, 还担负着进风任务。其运输和通风线路为:副立井—1025大巷—1014水平运输大巷—各个盘区。
2 采空区遗煤自燃情况分析
a) 当在采空区内掘进巷道时, 会使空气进入到采空区内, 采空区内遗煤会持续受到空气氧化。此时, 由于漏风地点难以查明、漏风量不易计算等各种问题, 难以有针对性地开产防灭火工作;b) 发火地区隐蔽, 不易直接观测, 只能通过测量温度、分析气体等其它手段间接判断火区位置;c) 由于采空区面积较大, 火源点往往不止一个, 且比较分散。在掘进巷道时, 当火源点距离较远时, 钻孔难以发现着火点, 随着掘进工作进行, 发火区域不断增大, 此时再进行防灭火工作, 难度更大;d) 采空区内情况比较复杂, 风流情况较难掌握, 所以火势发展方向难以推断, 造成防灭火工作难度加大。
3 采空区内掘进巷道防灭火技术
防止煤炭自燃的重点是防止或尽可能少使煤和O2接触, 针对采空区遗煤自燃特点, 提出从隔绝O2、惰化煤活性、降低空气温度三方面进行防灭火工作。
3.1 防灭火技术
a) 堵漏。堵漏就是利用各种技术手段减少进入到采空区的风流, 隔断煤自燃所必须的供氧条件。随着防灭火技术发展, 针对采空区的堵漏技术和堵漏材料已有了较大发展, 主要有均压防灭火、凝胶等堵漏技术, 聚氨酯、马丽散、艾格劳尼等堵漏材料。其中, 凝胶防灭火操作简单、技术成熟, 且成本较低, 对环境污染小, 具有良好的推广意义;b) 惰化采空区内的空气。此灭火技术主要是将N2、CO2等惰性气体注入到采空区。惰性气体不仅不会助燃, 且可降低采空区内O2浓度, 以此来实现防灭火的目的;c) 灌浆技术。灌浆技术防灭火主要就是通过向采空区内灌注泥浆, 泥浆将煤体包裹, 此时泥浆不仅可隔绝空气, 使煤体难以和空气接触, 同时泥浆中的水分也可降低煤体温度, 使煤体难以达到自燃条件。
3.2 采空区内掘进期间防灭火实践
3.2.1 副立井施工过8号煤层
2014年7月8日, 二采区副立井施工至83 m时穿过8号煤层, 此时井壁处出现40 cm2大小通道, 经现场调查发现, 此通道与8号煤层下巷道贯通, 且通道内有进风现象。副立井施工的井下地点位于该矿1025大巷西部, 此区域在20世纪70年代时就已回采完毕, 但由于当时开采技术手段落后, 采空区内遗煤较多, 且因开采年代久远, 采空区塌落情况较多, 漏风明显。该副立井施工时与8号煤层贯通, 造成采空区内漏风更为严重, 采空区内遗煤更容易出现自燃情况。因为该区回采时间较早, 年代久远, 且当时煤矿生产不规范, 此区域内地质资料不全, 区内采空区和遗留巷道情况不明, 所以在施工前难以实施合理的采空区灌注浆方案。如果该区域发生煤炭自燃, 产生的有毒气体会直接进入到1025大巷, 进而进入井下各个地点, 威胁矿井安全生产。
据此情况, 分析制定密闭堵漏与灌浆填充相结合的防灭火技术:a) 先在副立井和8号煤层斜井贯通处施工密闭, 再对其进行喷浆处理, 将漏风通风填充。在副立井与采空区贯通处前后对煤岩体进行加固, 防止其因为坍塌而造成进一步漏风, 然后对此区域施工永久密闭, 且进行倒退式喷浆充填治理, 将与采空区的贯通通道隔离;b) 在采空区对应地面区域打钻孔, 一方面对采空区内遗煤自燃情况进一步查明, 另一方面在发现自燃时可通过钻孔对发火处注浆, 扑灭火源;c) 严格检查施工密闭处, 保证密闭质量。
3.2.2 副立井过11号煤层
根据穿过8号煤层的施工经验, 在穿过11号煤层采空区时, 提前对采空区情况进行排查, 布置探孔70个;提前对即将穿过的采空区区域注浆, 在地面一共布置40个注浆钻孔。在垂直施工103 m时停止施工, 对11号煤层采空区进一步探明, 在2014年9月7日打钻孔期间, 发现在9号钻孔探至132 m时见到11号煤层顶板。此时, 瓦检员监测到CO浓度超标, 经检测该钻孔附近密闭中CO浓度超标也严重超标, 断定此区域采空区内存在煤体自燃情况。
该副立井施工时穿过8号煤层后出现了采空区, 在穿过11号煤层顶板后出现了CO严重超标现象, 且在1025大巷附近密闭中也出现了CO气体严重超标现象, 说明该区域内出现了煤体自燃现象, 原因为在井筒施工穿过8号煤层时产生了漏风通道, 且11煤层采空区多出现塌陷情况, 更易使风流进入采空区内, 加上11煤层开采时工艺较为落后, 遗煤多, 足量的O2和煤体接触, 造成了煤体自燃。
根据以上情况, 制定了以下防灭火技术方案:a) 根据当前探明的采空区自燃情况, 重新布置注浆钻孔位置和数量, 将注浆钻孔数目增加为45个, 提高灌浆量, 确保浆液能到达煤体自燃位置;b) 根据当前探明的采空区自燃情况, 重新布置探孔位置和数量, 在保证原有钻孔位置和数量的情况下, 针对已探明的自燃发火点, 在其周围布置探孔, 进一步明确自燃区域大小, 掌握火势发展方向。在钻探期间, 保证湿探, 严防因钻探也造成煤体自燃;c) 对井下采空区密闭情况进一步检查, 对漏风的密闭墙采取喷浆等其它措施, 防止因为密闭不良而造成漏风, 且可向密闭区域注入惰性气体, 降低采空区内O2浓度。
采取以上各项措施后, 副立井施工时安全穿过了11号煤采空区, 目前该副立井已安全施工完毕。1025大巷附近采空区的密闭区域中已检测不到CO气体, 且状态稳定。
4 结语
通过对二采区副立井施工期间时的具体情况分析, 掌握了8号和11号煤层的各项情况。在副立井掘进尚未穿过采空区时, 采取预注浆等防灭火措施, 防止了火灾事故的发生, 确保副立井安全施工:a) 保证了副立井顺利施工, 确保工作面有序接替;b) 1025大巷担负着重要运输任务, 确保了矿井运输工作顺利进行;c) 1025大巷担负着进风任务, 通过采取各项防灭火技术措施, 保证了通风安全性, 确保了井下员工生命安全。
参考文献
[1]田城伙.浅谈中国煤矿火灾防治技术现状以及发展趋势[J].科技信息, 2011, 17 (12) :37-38.
[2]张辛亥, 牛会永.煤炭自燃机理及防治技术分类研究[J].工业安全与环保, 2007 (10) :45-48.
采空区防灭火 篇3
1 采空区“三带”观测的重要性
采空区“三带”指的是“冷却带”、“氧化带”以及“窒息带”, 由于开采工艺的缺陷, 导致采空区“三带”是煤炭开采过程中最容易出现火灾的部分, 并且这种火灾不是人为因素导致, 而是在一定因素的影响下发生的自然火灾, 令人防不胜防。由于采空区一般情况下, 人们难以到达, 一旦发生火灾, 灭火难度会剧增, 并且在这个部分发生的火灾, 灭火方法不同于一般地方。为了有效防止采空区“三带”发生火灾, 必须做好观测工作, 随时检测这些地区的温度、气体浓度等因素, 做好记录工作, 分析是否存在异常因素。出现问题, 快速做出反应, 采取有效的方法解决, 争取将事故在酝酿期妥善解决。
2 采空区“三带”观测方法
为了做好采空区“三带”的观测工作, 首先要做的就是对采空区“三带”进行合理的划分, 根据不同地带的特点, 采取不同的监测方法。在进行采空区“三带”划分的时候, 大部分是通过测量采空区自燃三带的各项数据, 根据数据情况对采空区“三带”进行划分。目前, 我国在进行采空区“三带”观测的时候, 最常用的方法是局部束管检测。传统的观测主要是测量采空区的含氧量, 当含氧量达到一定的范围, 可能会诱发自燃火灾。但是根据实践操作发现, 仅以含氧量来作为采空区“三带”火灾的观测指标过于片面, 也不够科学, 很多危险因素无法检测, 通过人们的不断探索探究发现, 通过局部束管系统来进行采空区“三带”气体的变化情况, 并通过系统进行一定的数值模拟, 可以直观的反应采空区“三带”气体变化, 为判断是否寻在火灾诱发因素提供可靠地依据。
3 采空区“三带”注氮防灭火的实践操作方法
氮气防灭火技术就是指将氮气输入采空区或其它区域, 使该区域内空气惰化, 使氧气浓度小于煤自然发火的临界氧浓度, 从而防止煤氧化自燃, 或使已经形成的火区窒息的防灭火技术。经过长期的实践探索, 人们发现采空区“三带”最常用的防灭火方法是通过对采空区氧化带进行注氮, 来有效进行放灭后工作, 不仅可以快速灭火, 而且可以有效的预防火灾的发生。但是在进行注氮防灭火操作的时候, 应该采取科学的方法和合理的步骤, 才可以最大程度上发挥作用。
3.1 注氮方式的选择和实践操作过程
在进行注氮操作的时候, 首先是在地面快速建立制氮机房并铺设管路, 利用安装的制氮机将产生的氮气通过管道或钻孔压注至采空区或其它区域, 达到使该区域内空气惰化, 使氧气浓度小于煤自然发火的临界氧浓度, 从而防止煤氧化自燃, 或使已经形成的火区窒息的目的。注氮方式从空间上分为开放式注氮和封闭式注氮;从时间上分为连续性注氮和间断性注氮。注氮方式按氮气传输方式可分为埋管注氮、托管注氮、插管注氮和旁路注氮等。注氮方式应根据矿井综合实际情况设计。在注氮的过程中, 每一个释放口都要做好保护工作, 提高注氮工作的安全性。一些准备工作就绪后, 当注氮释放口开始进入采空区冷却带与氧化带的交界部位时, 就可以进行注氮。
3.2 注氮防灭火管路设计和注氮量的确定
注氮防灭火的管路设计是注氮防灭火的重要内容, 合理的管路设计可以提高注氮工作的实用性。一般情况下管路的铺设应尽量减少拐弯, 要求平、直、稳, 接头严密不漏气, 管路分岔处应设置三通、截止阀和压力表。每节钢管的支点不少于两点, 不允许在管路上堆放他物。低洼处应设置放水阀或放水器, 管路应进行防腐处理, 表面涂漆。定期对注氮管路进行试压检漏。注氮量的确定, 要按照技术合理、经济可行的原则进行, 选用的制氮能力既要满足防火注氮流量的要求, 又能充分体现经济技术上的合理性。注氮防灭火可以有效的预防火灾的发生, 提高采空区“三带”的安全性, 将安全隐患掐灭在源头, 降低火灾发生的机率。
3.3 注氮防灭火效果分析
经过调查研究发现, 对采空区“三带”进行合理的注氮操作, 是有效预防采空区“三带”发生火灾的有效措施, 并且具有一定的科学依据。通过注入氮气可以有效的降低采空区“三带”的含氧量, 并且可以让含氧量呈现递减趋势, 众所周知, 在含氧量很低的环境下不易发生火灾, 而隔绝氧气也是灭火的有效措施。为了让这个方法更加实用, 需要不断改良注氮方法, 提升注氮的实用性。采空区“三带”环境复杂, 各自具有一定的特性, 在进行注氮的过程中, 一定要选择合适的注氮方法, 否则会适得其反。注氮的最终目的不是灭火, 而是防火, 通过将火灾危险因素隔绝在源头, 提升采空区“三带”的安全性, 保护煤炭工人的生命安全, 促进我国煤炭开采事业的进一步发展。
结语
一直以来, 我国的煤炭事故发生率就是一个令人揪心的事情, 虽然国家一直在出台制度试图提高煤炭开采行业的安全, 减少事故的发生, 但是事故发生往往是一个长期累积的过程, 量变引起质变, 问题发生后的后果、损失难以估算。为了提高我国煤炭开采事业的质量和效率, 保证工人的生命安全, 必须做好采空区“三带”的观测工作和火灾预防工作, 研究更加实用的防灭火方法。不断提高注氮操作方法和技术, 为煤炭行业的健康发展打下坚实的基础。
摘要：我国煤炭资源非常丰富, 煤炭是支撑人们日常生活、促进经济发展的重要能源之一。每天全国上下同时开工的煤矿不计其数, 但是煤矿事故发生率也是一个令人头疼的问题, 虽然近年来我国对于煤炭开采行业进行了大规模整顿, 但是事故的发生总是让人防不胜防。火灾是煤炭最常见的事故, 而且大多数都发生在“采空区”, 本文旨在探讨采空区“三带”的观测以及注氮防灭火的实用方法, 提高煤炭开采的安全性和经济效益。
关键词：采空区,“三带”观测,注氮防灭火
参考文献
[1]邓凯.综采面采空区三带划分方法的研究[D].安徽理工大学, 2012.
[2]刘华锋, 张人伟, 段汉文, 宋凯.综放采空区“三带”观测及注氮防灭火研究[J].能源技术与管理, 2009 (03) :58-60.
采空区防灭火 篇4
随着矿井开采量的增大, 采空区遗煤量随之增加, 时常出现遗煤自燃问题[1]。为解决矿区防灭火问题对安全生产的困扰, 目前在现有预防性灌浆、注水[2,3]、注入惰性气体等常规技术手段的基础上, 积极开展采空区防灭火的新技术和新材料研究。三态 (气态、液态和固态) 防灭火材料是为解决煤矿采空区防灭火问题研制的新材料。三态材料能够充分发挥气态材料的快速扩散性、液态材料的吸热性和固态材料的包裹性等单态材料的特性和三态材料的综合作用, 具有快速、高效的防灭火性能。以阳煤集团二矿80704工作面为研究背景, 研究三态防灭火材料在采空区防浮煤自燃渗流过程的应用。
1 试验工作面概况
80704工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤一次采全高采煤法, 全部垮落法管理顶板。80704工作面开采15#煤层, 煤层结构复杂, 属II类自燃煤层。煤层厚度约6 m, 绝对瓦斯涌出量2~6 m3/min。工作面采宽120 m, 埋深560 m, 采煤高度2.4~2.6 m, 放煤步距1.5 m, 放煤高度3.5 m, 煤层倾角6°。
2 三态防灭火材料在煤矿井下采空区渗流数值模拟
2.1 数值模型参数确定
参照阳煤集团二矿15#煤层80704工作面的地质与生产条件构建模型。考虑到三态防灭火材料在采空区中的渗流运动和采空区的实际情况复杂性, 为简化模型, 对现采空区进行几点假设:采空区是均质且各向同性的, 采空区的渗透率、孔隙率等保持不变, 三态防灭火材料在流动过程中速度不变, 且在采空区中的运动是层流运动, 其渗流形式为饱和渗流。模拟的计算数据如表1所示。
采空区在支架、岩层破碎应力所用下, 形成自然堆积区、载荷影响区和压实稳定区, 80704工作面采空区“三区”基本数据如表2所示。
2.2 数值模型的建立
根据三态材料注入管数量和在采空区位置不同, 建立如下4个几何模型。模型1:双管注入, 在采空区前部供风巷道和回风巷道各设置1根输送管作为三态材料的注入口;模型2:在采空区中部的上方设置双管注入口;模型3:3管注入, 在模型1双管注入的基础上, 2个注入口之间增加1个注入口;模型4:多口注入, 在模型1双管注入的基础上, 在采空区上方均布设4个注入口, 此模型共有6个注入口。
采空区几何模型如图1所示。
2.3 边界条件的设定
运用Fluent软件内置的多孔介质模型, 孔隙率、粘性阻力系数和惯性阻力系数是构成多孔介质模型的基础数据。Fluent软件依据这些基本数据进行模拟计算, 计算模型与参数设定如表3所示。
3 Fluent数值模拟结果分析
3.1 最优速度分析
为获得注入三态材料的最佳速度, 采用模型1为基础模型, 分别以0.4 m/s、0.5 m/s、0.6 m/s和0.7 m/s为初始速度注入三态材料, 对比分析渗流的不同效果, 从而确定最佳注入速度。以采空区中心点为x轴0点, 在x轴方向上依次截取-50 m、-20 m、0 m、20 m、50 m处截面的速度分布曲线进行分析对比, -20 m处截面的速度分布情况如图2所示。
从图2可以看出, 在x轴上, 采空区中流体的速度比较小, 输送口附近两边的渗流速度大于中间的渗流速度, 三态材料在远离输送口之后渗流速度基本保持不变。在-20 m截面处, 三态材料两边的渗流速度大于中间的渗流速度, 在0 m、20 m、50 m截面处, 各组渗流速度基本保持一致, 渗流速度随着x轴的增大逐渐减小。
为分析采空区纵向的渗流速度变化规律, 取y轴上0 m、-20 m处截面对比其渗流速度变化, y=-20 m处截面渗流速度变化如图3所示。
从图3中可以看出, 渗流速度在y轴方向上呈现下降趋势, 即距离注入口越远, 其渗流速度越小。所以, 三态材料的输送速度越大, 其渗流速度越大, 随着渗流距离的增大, 渗流速度受输送速度的影响较小。
考虑三态材料在采空区渗流效率、施工工程量和经济成本因素, 三态材料的最佳注入速度为0.4~0.5 m/s。
3.2 模型1的模拟结果分析
模拟分析出最优注入速度之后, 以最优注入速度分别对模型1至模型4进行模拟研究。用注入速度0.5 m/s为参照速度, 即固定注入流量为0.015 7 m3/s, 改变其他初始条件, 进一步对比分析三态防灭火材料在采空区中的渗流特性。
注入三态防灭火材料后, 不同时间点采空区内部浓度分布如图4所示。
从图4可看出, 靠近管道注入口浓度较大且呈现扩散形态, 远离注入口浓度小, 在采空区深处, 浓度分布几乎为零。随着注入时间的增加, 防灭火三态材料在采空区中的浓度分布增大。
从以上的分析中可以看出, 三态材料在最开始的渗流方式是沿着注入管的直线方向运动、渗流聚拢形成密闭封堵墙, 随着时间的增加, 三态材料继续朝着采空区的深处渗流至整个采空区, 随着三态材料在采空区中的分布逐渐增大, 形成的隔离封堵墙会增厚, 能起到更好的封堵作用。
模型1三态材料空间体积分布如图5所示。从图5中可以看出三态材料在注入口区域有往高处堆积的趋势, 往高处堆积的同时向前渗流。而沿着y轴方向观察, 两端注入口的三态材料有逐渐渗流聚拢并汇合的趋势, 表明三态材料在横向上能形成封堵墙。
防灭火三态材料在采空区中的渗流速度由采空区的孔隙率以及三态材料的粘度等性质决定。采空区三态材料渗流速度的变化表明, 不同的注入速度影响着注入口四周的运动速度, 一旦三态材料运动到较远距离, 其渗流速度不再受到注入速度的影响。
3.3 模型2、3、4的浓度分布
模型2、3、4的浓度分布如图6所示。
图6 (a) 为双管口注入模型。三态材料由采空区中部的双管口注入, 首先在采空区中部渗流, 并以注入口为中心向四周扩散, 呈现出圆环形图, 同时在重力作用下往下运动, 能在较短的时间内形成封堵墙。
从图6 (b) 看出, 与模型1相比, 增加1个注入口后, 可增大三态材料在采空区中的分布范围且浓度明显提高, 能在短时间内形成封堵墙。
图6 (c) 为多注入口模型, 从图6中可以看出三态材料充满大部分采空区, 三态材料的注入管道越多, 充满采空区所需的时间越少。
3.3 模型的确定
通过对以上4个几何模型的对比分析, 可看出模型1最经济, 但形成封堵墙的效果差;模型2的效果优于模型1, 经济性稍差;模型4的效果最好, 工作量和成本最高, 经济性最低, 一般日常防火工作不宜采用此方式。综合考虑效果和经济等因素, 模型3相对于其他模型是最优的选择。因此, 在现场应用中采用模型3的管道布置方式, 从而低成本、高效率使用三态材料, 预防采空区火灾的发生。
4 结论
(1) 三态材料在采空区中的渗流速度小, 沿工作面倾向距工作面较近处两端的渗流速度大于中部的渗流速度, 沿工作面走向速度逐渐减小, 综上考虑渗流效率和经济性, 注入三态材料的最佳速度为0.5 m/s左右。
(2) 三态材料在采空区的渗流方式呈现辐射状, 渗流至整个采空区需要较长时间。
(3) 采用三管口方式注入能使三态材料在采空区分布范围更广, 相对于其他方式能起到更好的防灭火作用, 是适合采空区防灭火的最优注入方式。
参考文献
[1]程红林.CO2抑制煤氧吸附过程的实验研究[J].煤炭与化工, 2014 (7) :48-50.
[2]刘美.安家岭露天煤矿高温明火采空区防灭火及爆破技术研究[D].阜新:辽宁工程技术大学, 2013.
采空区防灭火 篇5
1采区概况
西一区18层一分段底板层综放面区内构造比较复杂, F1断层贯穿全区, 落差沿走向变大, 在6.0～10.0 m之间, F2、F5两断层贯穿区内, 落差3.5, 4.0 m。受断层影响, 区内煤层呈不规则变化, 整个煤层呈扭曲状, 煤层变化非常大。回风巷受断层影响煤层变薄, 煤厚3.0～11.0 m, 运输巷煤厚基本正常, 平均厚13.6 m, 属厚煤层。工作面走向长740 m, 倾斜长102 m, 可采储量136万t。从切眼向外至245 m煤层倾角为12°, 245 m向外煤层倾角变缓为7°, 整个煤层倾角为9～12°。工作面初期开采, 自开切眼沿走向向外平均350 m范围内, 属俯斜开采地段, 俯角平均19°。煤质中硬, 煤种为1/3焦煤。顶板为灰白色中砂岩, 底板为灰白色细砂岩。
2邻区邻层自然发火情况
西一区18层一分段底板层综放面, 瓦斯绝对涌出量为5.0 m3/min, 相对瓦斯量2.48 m3/t, 属重点瓦斯管理工作面。煤层自然发火期3～6个月, 属易发火煤层。该工作面在掘进期间, 当运输巷掘进至原设计切眼位置时, 遇到邻区邻层火区而无法继续向前掘进, 被迫退后50 m重新设计切眼位置, 以保证工作面能够顺利回采。西一区18层一分段底板层综放面与上覆15煤层层间距为12～30 m, 区域内邻区邻层开采情况、自然发火情况及发火隐患地点分析如下:①该工作面在掘进开切眼期间与-80 m消火道旧巷相透, -80 m消火道旧巷见煤点处出现高温点, 开采前1个月由综采一队注水队在-80 m消火道高温点处累计打15个消防火钻孔, 注凝胶进行处理, 消灭了高温点。②西一区15层一分层于1993年1月23日开采, 至1994年6月30日回采完毕。该区段底板层于1994年8月14日, 利用北五区15层四段工作面直接过渡到该区段煤柱, 在1994年9月25日工作面CO浓度增到1.2×10-4时被迫封闭。于1999年7月7日第2次开采, 距1994年9月25日发火终采线间隔150 m煤柱, 停采时间是2000年10月3日。③西一区15层北上块一分层, 于2000年1月9日开采, 2000年5月25日停采。底板层于2001年8月12日开采, 2002年1月19日停采。西一区北上块的2条入风上山与西一区18层一段原切眼联通, 贯通时发现旧巷内CO浓度达1.5×10-3。一分层穿层巷道已充浆2 000 m3, 底板层穿层巷道已充浆1 460 m3, -60 m旧巷充浆5 096 m3, 通过观测, CO绝迹, 无高温隐患。④西一区15层北下块, 于2002年12月1日开采, 2003年9月10日停采。⑤西一区15层北中块, 于2004年4月28日开采, 2004年9月4日停采。⑥西一区15层中上块, 于2001年1月20日开采, 2001年4月25日停采跳面, 2001年5月6日距第1终采线30 m, 跳面切眼形成第2次开采, 于2001年7月16日停采。⑦西一区15层中下块, 原三采区238采煤队回采工作面, 于2004年7月27日开采, 2004年11月17日停采。封闭前顶板瓦斯抽放巷CO浓度达1.4×10-3。该面充浆16 060 m3, 通过观测CO绝迹, 但对底板尾巷取样分析, CO浓度达1.0×10-6。⑧西一区15层南块, 于2002年7月12日开采, 2002年11月28日停采。
3井下移动式膜分离制氮装置
3.1工作原理
DM-800型井下移动式膜分离制氮装置主要由2台矿用隔爆型螺杆空气压缩机、1台压缩空气预处理段、1台膜分离器组成。空气压缩机为整套机组提供空气原料;空气预处理段将空气加热和净化, 保护膜不受污染, 提高膜的工作效率和使用寿命;膜分离器用来完成氧气和氮气分离。膜分离器由多束半渗透中空纤维组成, 每个分离器含有数以万计的纤维丝。中空纤维膜分离气体的总过程由溶解和扩散两部分组成。压缩空气经过除水、除尘、除油污、加热、加压, 使纯净的空气达到最佳状态, 然后进入膜分离器, 在膜的高压侧表面以不同的溶解度溶于膜内, 在膜两侧压力差的推动下, 混合气体的分子以不同的速度向膜的低压侧扩散, 渗透较快的氧气、水蒸气及少量的二氧化碳等, 透过膜后在膜透侧富集, 而渗透相对较慢的氮气、氩气等则在滞留侧富集, 从而达到混合气体分离之目的, 得到纯度较高的氮气。
3.2技术参数
DM-800型井下移动式膜分离制氮装置主要技术指标:外形尺寸3.0 m×1.2 m×1.6 m (拖车4台) ;氮气产量800 m3/h;氮气纯度≥97% (O2浓度≤3%) ;氮气出口压力≥0.8 MPa (可调) ;制氮机功率为24 kW (额定工作电压～660 V) ;空压机功率为2×132 kW;空压机排气压力1.2 MPa;空压机排气量>17.7 m3/min;空压机排气温度<80 ℃;膜分离系统操作状态压力1.1～1.3 MPa, 温度50～55 ℃。
4在防灭火中的应用
4.1硐室的位置选择
DM-800型井下移动式膜分离制氮装置各部分外壳全部为钢制材料, 外形为铁箱包装, 分别装在4台平板车上。操作时, 采用智能化微电脑自动控制系统, 主要元件均为进口件, 其中膜组件是美国麦道公司产品, 微电脑是日本欧姆龙公司产品, 气动阀是德国堡德公司产品。西一区18层一分段底板层综放面俯斜开采地段选择使用膜分离制氮装置, 对采空区进行注氮防灭火, 既充分考虑到制氮机设备精密、造价昂贵、体积较大、对工作环境要求高等特点, 同时又考虑井下的具体条件, 便于供电电缆、供水管路和注氮管路的敷设, 有利于工作面防灭火, 因此决定将制氮机安设在条件比较好的-145 m运输巷变电所附近的岩石平巷内。
4.2注氮管路的敷设
根据采空区“三带”的划分, 0～20 m为破碎带, 20～50 m为氧化带, 50 m以上为窒息带。但是在特殊情况下, 由于地质条件相对比较复杂, 工作面回采完毕后出现联通现象, 因此很难确切划分出采空区“三带”。充分考虑到该工作面邻区邻层火区的复杂性, 矿方决定由通风区负责敷设2趟Ø108 mm、长1 000 m的玻璃钢管主干注氮管路。靠近采空区处提前敷设3趟注氮管路, 各趟管路出口位置必须错开20 m。当第1趟管路进入采空区20 m后即开始注氮, 并及时准备敷设第2趟管路;当第2趟管路进入采空区20 m时后即开始注氮, 此时2趟管路都进行注氮, 同时要及时准备敷设第3趟注氮管路。当第1趟管路进入采空区60 m后必须停止注氮, 而此时第2趟管路已经进入采空区40 m, 并继续注氮;第3趟管路已经进入采空区20 m, 并及时准备和主干管路对接后即开始注氮。如此循环作业, 使源源不断的氮气注进采空区, 在20～60 m间形成1条由氮气组成的隔绝带, 隔绝邻层邻区火区, 达到防灭火目的, 保证了正在开采的工作面安全。
4.3防灭火工艺流程
自然状态下的空气→空气压缩机 (变成高压空气) →冷却器→C级精密过滤器→流态电加热器→T级精密过滤器→H级精密过滤器→A级精密过滤器 (变成纯净的高压空气) →膜组件 (分离出纯度≥97%的氮气) →2趟玻璃钢主干管路→靠近工作面采空区的3趟玻璃钢支干管路→进入采空区20～60 m之间 (形成隔绝带) 。
5采空区防灭火效果分析
综采一队于2005年4月6日进入西一区18层一分段底板层综放面开始回采。当工作面向前推进50 m左右时, 消火检查员发现, 在一尾巷内出现高温点, CO浓度达4×10-5, 一尾巷进行了及时封闭。当工作面向前推进120 m左右, 一尾巷观测管内CO浓度达6.65×10-4。放煤时工作面、回风、上隅角CO微量, 软煤帮放顶刮板输送机风流中CO浓度达4×10-5, 窗内CO浓度达1.4×10-4;不放煤时工作面、回风、上隅角CO无, 软煤帮放顶刮板输送机风流中CO浓度达到2.4×10-5。矿组织通风区和有关单位, 对影响该工作面的邻区邻层采空区及其相关的巷道及时进行打闭、喷碹等堵漏工作, 同时在该区域的消火道内向邻区邻层采空区打消防火钻孔, 利用消防火钻孔进行灌浆处理。由于工作面初采期间为俯斜开采, 灌浆后大量积水流到工作面而淹采场, 因水患导致工作面无法正常生产。为了解决采空区自燃问题, 2005年4月29日, 开始启动第1组移动式膜分离制氮装置, 对该工作面采空区进行注氮防灭火。由于在采空区20～60 m范围内形成1条隔绝带, 控制了邻区邻层采空区和该工作面采空区火区影响, 使其火区内的CO隔绝在采空区内, 保证了工作面不出现CO。6月16日在-145 m运输巷变电所附近的岩石平巷内, 安装第2组移动式膜分离制氮装置。至此, 2组移动式膜分离制氮装置 (4台空压机) 连续不断地启动运转。到10月1日停止注氮为止, 第1组移动式膜分离制氮装置运行了3 073 h, 氮气流量平均为795 m3/h, 累计注氮气2.44×106 m3;第2组移动式膜分离制氮装置运行了2 303 h, 氮气流量平均为720 m3/h, 累计注氮气1.66×106 m3。9月份连续对火区进行检查、观测和采空区抽样化验分析证明, 火区确已熄灭。
采空区防灭火 篇6
胡家河煤矿411工作面煤层赋存稳定, 煤层厚度15~26.5m, 工作面可采走向长度1495.5m (平距) , 倾向长180m, 工作面回采煤层厚度13.5m, 其中割煤设计高度3.5m, 放顶煤高度10m。胡家河矿411工作面采用综采放顶煤技术, 冒落高度大、采空区遗留浮煤多, 漏风严重, 为煤炭氧化提供了充足的反应物, 采空区煤炭自燃危险性增大;工作面布置四条巷道, 破坏了煤体的整体性, 在冲击地压条件下, 回风巷和泄水巷与进风巷道之间的煤柱被压酥, 回风和进风巷道顶板破碎, 支护难度加大, 工作面及端头支架往前移动缓慢, 最终导致工作面推采速度缓慢, 给采空区浮煤氧化提供了时间, 为采空区的自燃发火提供了充足的条件, 从而增加了防灭火的技术难度。
根据现场采空区“三带”的测定划分结果, 可知在进风侧自燃带达80m左右, 回风侧为50m左右。采空区不燃带宽度较窄, 对于401101工作面, 日推进速度在5m左右, 因而, 遗煤在不燃带停留时间较短, 对于回风侧, 工作面在4天即可进入煤氧化自燃带。当推进速度小于3.75m/天时, 就存在自燃发火的可能, 因此401101工作面的最低推进速度为3.75m/天, 每月的最低推进距离为113m。自矿井发生冲击地压后, 为了降低冲击地压危险性而被迫将月推进度由113m降到96m, 造成采空区的自燃危险性大幅增加, 工作面上隅角CO浓度一度达到30ppm以上, 直接威胁到了工作面的安全回采。
针对上述问题, 在对采空区遗煤发火原因及低推进度条件下采空区煤自燃危险性区域分析的基础上, 结合矿井的实际情况采取了黄泥灌浆为主, 注氮防灭火、注凝胶、减少漏风相结合的综合防灭火技术措施, 实现了低推进度采空区自燃的有效防治。
2 低推进度条件下工作面采空区防灭火技术措施
2.1 黄泥灌浆
采用随采随灌的方法, 在411灌浆巷每间隔40m左右打1组注浆钻孔 (如图1所示) , 每组钻场放射性布设3-5个灌浆钻孔, 钻孔直径113mm, 开孔高度为1.2米, 终孔位置在离采空区底板3米左右, 封孔管长度为21米的Φ108mm的无缝钢管, 封孔采用马丽散, 封孔长度为2米, 钻孔参数如表1所示。
2.2 采空区注氮
在防灭火区域内注入氮气后, 使该区域内气体氧的含量降低, 增加了气体惰性化阻止了煤炭氧化。对于火区, 则因氧的含量不足而熄灭。对于防火区域, 则缩小了氧化带, 扩大了窒熄带, 有利地抑制了煤的氧化自燃。
401101运输顺槽注氮管路靠非生产帮顶部敷设, 安装牢固。在距管路端头60m处加设三通和绝缘段, 每60m掐一次注氮管路, 当注氮管路埋入采空区10m时开始注氮, 当管路埋入40m时, 开始埋设第二趟注氮管路, 当第二趟埋入10m时开始向采空区注氮, 同时停止第一趟管路注氮, 这样循环注氮, 直至工作面采完为止。所埋入管道的端口用铁丝网罩好, 并用坚固的护栏 (或石墙) 保护, 防止煤岩、泥水等进入管孔内, 堵住管路出口, 具体见图2
在距工作面下隅角15m范围内, 注氮管路上必须设检测位置和带阀门的旁通管, 以便每次注氮以前要监测氮气浓度, 注氮时氮气浓度不得小于97%。
2.3 注三相泡沫
由于411工作面初采期间20m不放顶煤, 大量遗煤留在采空区, 高抽巷口与切眼贯通处未放震动炮, 裂隙小, 导致高抽巷下方采空区煤体蓄热氧化, CO浓度升高, 最高达203ppm。根据当时巷道施工情况, 高抽巷里段已封闭, 由于高抽巷里段有150m的下坡, 由411回顺向高抽巷里端坡顶施工钻孔, 灌注三相泡沫和黄泥浆, 从而达到隔绝氧气、煤体降温的目的。经过几天的连续灌注, 注入的三相泡沫对氧化的浮煤进行了有效的覆盖, 高抽巷里CO的浓度开始连续下降, 起到了很好的防灭火效果。
2.4 注凝胶
根据胡家河煤矿实际情况, 注胶位置一般在灌浆巷或者运输巷下隅角, 当出现俯采时, 为了防止黄泥浆大量流失, 需要从灌浆巷通过钻孔往采空区灌注凝胶, 钻孔滞后工作面10m左右, 凝胶进入采空区后在工作面后部形成一条隔离带, 形成的胶体隔离带宽度不小于10m, 深度不小于10m, 高度以有淹没采空区浮煤为限, 约5m, 即每个隔离带注胶量500m3左右。隔离带形成后能够有效的封堵漏风, 并且能防止黄泥跑浆。另外, 当工作面出现局部高温点, 且能够判断出高温点位置时, 可以采用注凝胶的方法。
凝胶由于其流动性能不好, 在采空区中扩散的范围很小, 所以在实际应用中不能依靠大量的凝胶来覆盖采空区大范围的火源。它只能有效的处理高冒、煤柱裂隙等小范围的自燃问题。同时可以充分发挥凝胶的堵漏特性, 和黄泥灌浆、氮气以及三相泡沫技术配合使用。
2.5 工作面上下隅角封堵漏风
采空区漏风直接为遗煤自燃提供所需的氧气, 而采空区上下隅角为采空区漏风的主要通道, 漏风强度的大小直接影响了采空区氧化带宽度及其自燃危险性。
411工作面开始回采后就开始运用卡弗尼快速预制块对上、下隅角未冒落的区域进行封堵, 如图3所示, 大幅度降低了工人劳动强度, 缩短了封堵墙的施工时间, 有效地减少了上、下隅角瓦斯涌出量, 抑制了上、下隅角的漏风。
3 预防煤层自燃
胡家河煤矿411工作面通过安装束管监测系统, CO传感器和温度传感器来对煤炭自燃的早期识别标志O2、CO、C2H4、C2H6等气体含量实现24小时连续循环监测, 及时预测预报发火点的温度变化。同时安排专人每班对高抽巷、灌浆巷闭墙、瓦斯抽放管路、工作面上隅角、回风巷的CH4、CO2、CO等气体浓度和温度等观测一次。每天用气囊采集工作面上隅角和高抽巷气样各一次, 进行分析化验, 做到及时发现及时处理, 防患于未然。
一方面可确保尽早发现自然发火预兆, 另一方面为分析采空区自燃特征及合理采取防灭火措施提供依据。
4 结束语
(1) 结合煤矿采空区“三带”现场测定划分的结果及工作面推进速度, 分析确定了低推进度条件下采空区煤自燃危险区域的范围。
(2) 根据采空区发火原因及采空区自燃危险区域的分析, 采取了黄泥灌浆为主, 注氮防灭火、注凝胶、减少漏风相结合的综合防灭火措施。
(3) 综合防灭火措施采用后, 减小了工作面上隅角CO浓度, 实现了低推进度条件下采空区的有效防治。
参考文献
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采空区防灭火 篇7
关键词：高瓦斯矿井,抽放条件,采空区防火灭火
0 引言
根据目前中国基本情况,有很多高瓦斯矿井都借助瓦斯抽放的形式降低在采空区当中所存在的瓦斯浓度。但是相对的,因为抽采所带来的采空区漏风现象自然也会比较大,进而造成采空区当中空气流动状态也会形成比较明显的移动和变更,在无形之中提高了在采空区中存在大量浮煤可能燃烧的安全隐患。采空区本身和火区间如果存在漏风通道,那么可能会导致瓦斯出现燃烧现象,严重的还会出现爆炸,对瓦斯井抽采产生非常严重的不良影响[1]。因此,能否协调统一采空区中的瓦斯抽放和防止火灾工作就是进行安全生产非常关键的一个问题。
1 瓦斯抽放可能会对自燃形成的影响
1.1 工作面的抽放基本情况
A矿335工作面主要瓦斯来源大多是本工作面所处煤层,其工作面预计涌出瓦斯量大概在30 m3/min左右,计划内的风排量大概11.3 m3/min,其它18.7 m3/min的瓦斯则借助抽排措施来处理,这一过程中主要的抽排措施包括:
a)恰当地拦截下伏四层煤瓦斯;
b)通过高位钻孔来抽放采空区的瓦斯的方式联合通过埋管对上隅角瓦斯进行抽放。
1.2 瓦斯抽放可能会带来的影响
由于瓦斯抽采会形成负压,空气流动可能会从采空区缝隙通道处逐渐扩散到周围,形成立体的空气流动现象,导致采空区中出现更加严重的漏风现象,最终令煤矿井始终在很适合燃烧的环境当中,一旦具备充足的燃烧条件就很可能会导致浮煤自燃。不但如此,在此基础之上工作面的推进、在自然环境当中发生的氧化作用的发生时间不断提升,由采空区存有的煤氧化反应生热,热量累积令煤体温度也不断提升,再加上漏风通道头尾温度差异及高度差,都让慢速涡流变得更加明显,实现了更加完整的热量交换,导致内部煤体及外部煤体始终保持升温反应,造成氧化反应剧烈,导致浮煤发生燃烧反应[2]。
工作面在正常的回采阶段,借助分析抽放气体的成分可以发现,CH4平均9%,O2却达到12%,这说明高抽巷的影响环境下,在采空区当中出现了非常明显的漏风,另外,漏风加剧也导致工作面出现三带变化,其具体划分如图1。
从上图当中可以发现,在抽放作用下,采空区当中的空气流动变化出现了非常明显的动态转换,空气流动速度变化对于原来采空区当中存在的三带划分造成了一定的破坏作用。采空区深部也出现了非常明显的漏风现象,间接造成采空区的风流速度呈现出非常不规律的分布情况;另外,从上图还可以发现,抽放巷的漏风风流速度相对较大,不能令浮煤自燃,这是因为散热量高于生成热量,所以,浮煤容易出现自燃的区域出现在漏风流比较大的一个区域内。因此,氧化自然带呈现出非常不规则的状态。
2 防火灭火措施
在瓦斯抽放条件下对采空区进行防火灭火操作主要需注重以下几点内容:
a)在采空区注氮后,能够惰化采空区的立体三维空间,冲淡煤炭和O2之间直接接触,在一定程度上能够避免出现采空区煤炭自燃的现象;
b)工作面周围采空区范围当中往往存在一些可能会导致火灾的危险气体,而且一些有毒的气体也可能入侵到335采空区当中,借助注氮的方式能够显著提升335区的实际压力,很好地控制在采空区周围存在的一些有毒、有害的气体入侵;
c)335工作面因为采空区漏风比较大,借助向335采空区进行注氮的操作,能够缓解漏风现象,降低出现自然发火的隐患。
2.1 漏风的控制措施
从根本上来说,控制漏风是工作面两侧存在风压差的情况下,通过一定手段来减小采空区中漏风量的程度,同时适当进行充填封堵操作,能够显著提升在采空区的后侧漏风风阻的程度,在进回风巷的风压没有较大变化时,后部漏风降低,进而对风流场分布产生影响,带来氧化自然带缩小,O2含量降低,避免采空区的浮煤自燃[3]。
于工作面两端的巷道口中适当位置,每间隔15 m展开充填堵漏,提升采空区的后侧漏风风阻值。经过处理之后,和漏风处理前抽巷气体的成分相对比,O2值大约下降3%,进而令氧化自燃带缩小,降低自燃危险。
2.2 在采空区注氮防火措施
抽放条件下,注氮防火操作的过程中,选择合适的注氮口位置非常重要,335工作面的采空区氧化升温带的宽度和注氮口深度有一定关联,其曲线图见图2。
就图2可以发现,氧化升温带会随着注氮口的深度变化而发生宽度变化,在注氮口的深度从30 m变化到40 m时,氧化升温带在宽度上提升了25 m左右;另外,注氮口的深度从40 m变化到50 m时,氧化升温带出现减小趋势。在注氮口的深度处于25 m左右时,氧化升温带存在一个宽度最小值。所以,在这个数值上,采空区惰化效果是最理想的。在采空区的两侧封堵效果不够严密时,采空区的漏风强度变化,这个时候可以适当移动注氮口,靠近采空区的深部,能够提升注氮的惰化作用。
在进风顺槽进行钢管预埋,选择注氮点,向采空区中注氮,直到可以对煤炭的自燃氧化速度起到控制作用,并且借助气体分布情况来重新设置采空区的三带位置,避免火灾的发生。
这一过程中,注氮口的有效注氮半径约为25 m,释放口的间距在50 m左右,结合实际情况可以针对注氮口具体位置展开一定的调控和管理,需要注意的是,注氮原则需要保证N2可以充分充盈在要接受惰化处理的范围当中,针对注氮强度而言,需要控制在600 m3/h,注氮时间控制在每天4.9 h左右。
2.3 注浆操作
对于回风巷注浆管路而言,需要充分结合采空区中气体的变化情况来展开,借助联巷措施孔实施泥浆或防火灭火材料的灌注操作。这一过程能够显著封堵漏风、对遗煤进行惰化,它的时效比较长,可以显著降低煤层所受到的影响,有助于煤矿安全开挖。另外,需要随时观察CO气体变化的情况,一旦发现火灾隐患,可以进行注浆孔的补打操作。
3 结语
在瓦斯抽采所带来的负压作用影响下,风流可能会在采空区形成运移,导致采空区漏风情况加剧,为浮煤带来充足养分,令氧化生热提升,继而令煤体温度提升;针对煤矿实际情况,需要对抽采系统进行安排和调整,使用控制漏风技术,降低采空区的漏风,避免采空区出现浮煤自燃;在矿井进行注氮操作时,需要结合实际情况展开注浆操作,控制在采空区中的CO浓度值。
参考文献
[1]刘明星.高瓦斯矿井抽放条件下采空区防灭火技术实践[J].煤矿安全,2013(11):134-136.
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