易自燃煤层范文

易自燃煤层范文（精选8篇）

易自燃煤层 第1篇

关键词：自燃煤层,炉灰,预注浆

宝丰县荣发煤业有限公司井田位于宝丰县城西9 km, 面积3.568 1 km2, 属韩梁矿区东部煤田, 批准开采二1、一4煤层。其中, 一4煤层属薄煤层, 厚度0.3～1.5 m, 为局部可采煤层。二1煤层属中厚煤层, 残留厚度2.2～6.8 m, 倾角2°～7°, 赋存稳定, 为矿井主采煤层。

该矿区采矿历史较长, 特别是20世纪六七十年代, 有多座乡镇、个体小井在此开采, 留下10多个废弃井筒。古老的采煤小井和近年来的乡镇小煤矿开采无规划、无秩序, 乱采滥挖, 采煤方法均采用煤层中部开巷, 扩帮放顶回采。采动裂隙发育, 残留垮落浮煤多。该地区二1煤属易自燃煤层, 采后若不及时封闭, 微量供风1～3个月即自然发火。矿区内废井、废巷相互联通, 受自然风压作用微量供风, 浮煤和残留坑木等杂物氧化升温, 局部煤层温度较高, 处于自燃临界状态、局部自燃后处于半熄灭状态。矿井在施工建设和生产中, 由于开掘巷道新鲜风流的供给, 通过缝隙为高温区、自燃区提供氧气, 极易使半熄灭状态和自燃临界状态的火区复燃或自燃, 给矿井建设和生产造成重大安全隐患。

据初步计算, 该矿二1煤层受火区影响的区域内保有资源储量470多万 t, 计算可采储量320万 t。如果对该区域煤层不采取适当的方法和技术措施进行防灭火处理, 煤层长期不被回采, 那么将成为呆滞储量遗留, 造成资源浪费, 使矿井服务年限缩短, 且为矿井留下重大安全隐患。

1 研究目的和意义

(1) 采取合适的技术措施, 彻底排除煤层建设和生产过程中的内因火灾隐患, 解放火区呆滞资源, 延长矿井服务年限。

(2) 确定操作简便, 成本低廉, 适合地方煤矿的经济、技术条件和管理水平的措施。

(3) 为该地区具有火灾隐患的类似矿井提供参考和借鉴作用。

2 注浆灭火工程设计与施工

(1) 注浆工程布置 (图1) 。

矿井采用一混合井、一风井, 两立井开拓方式。一对井筒位于井田中部, 井底车场及主要巷道设计在煤层底板岩石中, 根据煤层赋存条件、火区和自燃范围情况, 为保证安全, 确定先注浆消除火灾隐患, 后进行开采。

矿井主要开拓工程已建成。自混合井底轨道大巷和风井底总回风巷沿煤层倾斜方向向西北开掘的采区运输上山和回风上山已达煤层倾斜上部, 两上山相距25 m。即将开掘采煤工作面区段回采巷道。

注浆工程布置:①从两上山开始沿煤层上部边界开掘注浆平巷和回风平巷。两巷相距10～15 m, 沿二1煤层底板施工岩石巷道, 与煤层底板相距2～5 m。注浆平巷宽1.8 m, 高1.7 m, 断面3.0 m2;回风平巷宽1.6 m, 高1.5 m, 断面积2.4 m2。②从注浆平巷倾斜向下均匀布置注浆硐室, 硐室相距25～35 m, 深度以进入煤层垮落松散带或见煤岩裂隙为准, 一般3～6 m。若不见煤岩松散带或裂隙, 需采用探孔疏通, 便于注浆。③在注浆硐室巷煤岩相交处砌筑楔形密闭。密闭墙厚1.5 m, 安装注浆管进入密闭墙内, 外部装阀门连接主管道。

(2) 汇水巷及临时水仓。

在井田下部沿煤层走向开掘汇水巷及简易水仓, 汇水巷巷宽1.6 m, 巷高1.5 m, 断面积2.4 m2。临时水仓视注浆泵和矿井涌水量调整。

(3) 注浆管路架设。

主管道选用Ø125 mm×4 m无缝钢管, 经混合井筒、沿轨道大巷、采区运输上山至注浆平巷。管道总长度1 231 m, 法兰连接。在注浆硐室位置设支管道与密闭墙注浆管连接。

(4) 拌浆池施工。

拌浆池设在混合井口附近, 平面为梯形池, 采用黏土砖砌筑, 池内水泥抹面。梯形大底10～15 m, 小底1.2 m, 梯形高8～12 m, 池深1.5～1.0 m, 池底坡度5°～10°。梯形小底处设2道箅子与注浆管道连接。梯形大底处设粉煤灰存放平台, 平台高出池子0.3 m, 长宽各15 m。

(5) 注浆用水。

采用地面静压消防水池水或其他水源。

(6) 供水泵。

使用QS65×18-5.5型潜水泵2台, 功率5.5 kW;排水泵扬程视汇水仓与矿井主水仓高差确定, 流量视矿井涌水情况和供水泵确定。该矿使用IS100-80-160型离心式水泵2台, 扬程32 m, 功率15 kW。

(7) 注浆原料。

采用火电厂排弃废物炉灰注浆, 注浆面积25 700 m2, 注浆区煤层平均厚度5.5 m, 小煤矿采出率约35%, 灌浆系数0.08, 则需灰量预计为3 957.8 m3。

3 操作过程

(1) 地面搅拌。

人工手持水枪管冲击炉灰, 靠浆液自流作用使浆液经注浆管道至注浆硐室密闭墙内, 靠静压进入煤层裂缝和采空区之内。

(2) 注浆顺序。

从远至近对各注浆硐室分次注浆。

(3) 注浆。

应连续进行, 防止灰浆沉淀堵塞管道。注浆中间需要停顿时, 用清水冲洗管道20 min。

(4) 监测。

随时监测巷道、硐室中气体、水温及井田下部涌水情况。

4 效果分析

注浆设施主要有管道、制浆池及供水泵等。注浆用时35 d, 总注入炉灰3 150 t, 用水量约25 000 m3, 灰水比1∶8。

注浆前, 揭露采空区密闭墙内温度55 ℃, CO浓度0.05%以上;注浆5 d, 下部与注浆巷相距285 m处汇水巷出现涌水, 涌水温度45～50 ℃, 区域温度42 ℃, 密闭墙内CO气体浓度0.03%;12 d后, 涌水温度45～50 ℃, 区域温度42 ℃, 密闭墙内CO气体浓度0.01%;20 d后, 涌水温度35 ℃, 区域温度32.5 ℃, 密闭墙内CO气体浓度0.01%;35 d后井下温度降至30 ℃, 密闭墙内CO气体浓度达到规程0.002 4%以下, 注浆工作完成。40 d之后, 井下高温区域温度降至25 ℃以下, 密闭墙内CO气体浓度为0.002 4%以下。改善了井下环境条件, 消除了重大安全隐患, 解放二1煤层可采储量320多万t。

宝丰县荣发煤业有限公司采用炉灰注浆灭火措施后, 二1煤层再未出现自然发火和温度升高现象。炉灰注浆灭火, 经济实用, 操作简单, 效果良好。

5 工程投资

工程投资包括专用于注浆防灭火增建的井巷及土建工程、设备及器材, 原材料、工人工资、其他费用等。

5.1 投资费用

矿井注浆防灭火工程总投资为33.788 6万元 (表1) 。

5.2 吨煤投资

矿井注浆工程总投资33.788 6万元, 受自然发火影响的二1煤层保有储量470万 t, 可采储量320万t, 注浆后全井田消除自然发火隐患, 二1煤层呆滞储量被解放, 平均注浆投资0.11元/t。

6 结语

(1) 宝丰县荣发煤业有限公司矿井注浆工程从2007年3月10日开始至2007年4月15日完成, 用时35 d, 用工630个, 总投资33.788 6万元, 吨煤投资0.11元。

(2) 矿井采用电厂炉灰注浆防灭火措施后, 二1煤层自燃火灾隐患被排除。经施工实践, 采用电厂炉灰做注浆原料, 制浆后浆液黏性小, 流动性强, 脱水快, 且价格低廉, 操作方便。属废物再利用, 减少对环境的影响, 具有良好的经济效益和社会效益。

厚煤层底分层掘进防治自燃发火技术 第2篇

关键词：厚煤层；自然发火；防止

中图分类号： TD82 文献标识码： A 文章编号： 1673-1069（2016）21-160-21 底分层开采煤层掘进自燃发火的内在因素

1.1 松散煤体较多

顶分层开采后，松散煤体遗留在采空区，尤其是地质构造带附近浮煤量大，顶分层开采时使用化学材料加固顶板使遗煤初始温度进一步提高。

1.2 产热条件好、散热条件差

底分层掘进时，顶部采空区松散煤体已经过初次氧化升温，原始煤温高，再次氧化时，产生的热量增加；采空区松散煤体所含水份大幅度降低，散热环境差。

1.3 漏风供氧条件易形成

顶分层开采后存在机巷、风巷、开切眼和收作切眼4个主要漏风通道，本易发生氧化反应，存在自然发火隐患，底分层掘进后更加增加了向顶分层通道内的漏风率，易形成较好的漏风供氧条件，增加自燃发火隐患。

1.4 自然发火时间缩短

顶部采空区大量的松散煤体初始煤温高，在潜伏期阶段的自然氧化速度加快，自然发火时间缩短。

2 底分层掘进防火重点

底分层掘进的防火重点主要放在上述的4个漏风通道及顶部采空区的漏风控制、气体监测、防火隐患处理上，以分段隔离，防控结合；总体控氧，局部降温的总体方案从而达到防火目的，保证底分层的安全掘进。

3 5121C13顶、底分层工作面概况

5121C13工作面块段范围内C13煤层总体呈单斜构造形态，煤层平均走向327°，倾向NE方向，平均倾角21°，工作面煤厚5.5～7.5m，平均约6.2m，伪顶为0.3～1.0m的泥岩，直接顶为2.5～6.0m的砂质泥岩。工作面走向长1230m，倾斜长165m，顶分层采高3.5m，采用综合机械化走向长壁后退式回采，全部垮落法管理顶板。底分层风巷与顶分层风巷内错5.0m；机巷与顶分层机巷内错6.0m；切眼与顶分层切眼内错20.0m。（如图1）

4 底分层掘进期间防火技术方案

4.1 掘进工作面均压、控风技术方案

①5121C13底分层切眼及机巷掘进期间，采用-780m輔助底板巷安设调节框，进行均压调节。

②-660mC13顶板联巷建立一组调节风门对收作5121C13顶分层工作面风量进行调配，保证顶分层采空分层与本工作面通风系统稳定、可靠。

③优化通风系统外围通风系统，进一步减小负压对采空区影响，确保均压效果。并设专人检查外围通风设施并作好检查记录，若通风设施损毁应即时修复。确保均压状态及底分层掘进工作面通风系统稳定。

4.2 工作面掘进巷道的漏风控氧及监测技术方案

①加强顶分层采空区周边巷道封闭墙的堵漏风，降低底分层掘进时，顶分层采空区的总体漏风。

②掘进巷道全断面全程喷注处理，喷浆厚度不小于50mm，要求表面平整、密实，无明显孔洞，喷浆滞后迎头不得大于20m。

③机巷每100m向顶区机巷施工一个注氮孔预埋注氮管路向顶分层机巷注氮。

④5121C13工作面-720中间石门、收作石门停止瓦斯抽采。

⑤机巷内每间隔100m向顶区机巷施工一个观察孔，风巷、切眼内每50m向顶区风巷施工一个观察孔，每100m向顶区采空区布置一个观察孔，每天三班对其进行防火检查，从而实现顶分层工作面防火数据的全面监测。

⑥对外围系统的封闭墙每周进行防火检查不少于两次，保证封闭墙的质量及通风系统稳定。

监测方法：人工检测（每天三次），发现异常点则加强监测（每班两次），并对异常点采样色谱分析。

人工检测参数：CO、CH4、CO2、O2和温度。

气样分析参数：O2、N2、CO、CO2、CH4、C2H6、C2H4、C3H8、C2H2等。（如图2）

4.3 顶部采空区局部注胶、分段隔离的技术方案

底分层工作面煤火灾害防治的重点区域：顶分层收作线、切眼、采空区周边、风巷和机巷遇到的断层和老巷及高冒区，对其实施分段隔离及充填处理降低漏风率。

①向顶分层面收作线、切眼施工钻孔，灌注高分子胶体2000 m3。

②向底分层工作面机巷和风巷遇到的断层对前后20m范围内加强喷浆厚度不得小于100mm，并在前后20m每隔10m施工共三组钻孔（全孔下1吋管），压注高分子胶体100m3/组，并加强注氮措施。过老巷处前后20m喷浆厚度不得小于100mm，向老巷处施工（全孔下1吋管）钻孔压注高分子胶体100m3/处。

③每间隔不大于200m在底分层机巷和风巷内，向顶分层机巷和风巷施工钻孔，一组两个钻孔（全孔下1吋管）压注高分子材料100m3。（如图3）

④巷道冒顶区及时打钻灌注高分子胶体充填堵漏（200 m3/处），并进行喷浆处理，喷浆厚度不小于100mm。

⑤风巷每20m向顶区采空区施工一个灌浆孔，预埋灌浆管路向顶分层采空区灌浆。（如图4）

⑥掘进期间从底分层掘进巷道内向开切眼和收作切眼施工钻孔对其间断注入液态二氧化碳。

4.4 应急处置技术方案

①工作面掘进期间两巷的防火管路持续延接，距离迎头不得超过100m，在出现防火隐患后能够第一时间进行处理。

②两巷掘进期间现场备用一台钻机及高分子胶体、MEA等防火材料。

③矿井准备液态二氧化碳，随时投入使用。

5 实施效果

谢一矿C13煤层属于自燃发火煤层，一般自燃发火期为3～6个月，5121C13底分层工作面上区段5111C13底分层工作面地质条件相近、顶分层开采工艺完全相同，但5111C13底分层掘进过程中因防火措施不完善局部特殊地点多次出现CO急剧上升，温度升高等自燃发火隐患，而5121C13底分层掘进采取以上措施后杜绝了自燃发火隐患的出现，掘进过程中检测到最大CO为17ppm，无高温现象，保证了工作面的安全施工。

参 考 文 献

[1] 张传胜，潘传连，朱启宽.厚煤层分层开采煤层自燃发火的综合防治[J].山东煤炭科技，2002，06：5-6.

[2] 薛永利，赵亮，冯浩.特厚煤层分层开采煤自燃防治技术研究[J].煤矿现代化，2016，01：37-40.

易自燃煤层 第3篇

1直接用水灭火法基本原理

直接用水灭火法就是直接用水作为灭火器材, 将压力水注入高温煤体中降温、灭火或者在暴露的火源附近直接扑灭火灾的一种灭火方法。它是一种实用、积极有效的灭火方法。

(1) 水具有吸热降温抑制煤体氧化进程的功能。

通常, 巷道顶、帮上的虚煤与氧的反应是因为氧分子渗入碳的晶格结构表面, 因化学吸附而络合在碳晶格的界面上, 形成碳氧络合物;然后, 又因热分解或其他分子的碰撞而分开, 即解吸;解吸后在碳晶格表面形成的空位将立即再度吸附新的氧分子。这种碳氧络合吸附与解吸的反复循环将不断地产生氧化热, 提高环境和煤体的温度, 导致煤体氧化进程的速度进一步加快, 当聚热条件存在时, 环境和煤体的温度上升加快, 直到引起煤体自然发火。但如果此前适量地向巷道顶板上的虚煤灌注常、低温清水, 水既可挤占碳晶格的表面, 阻止碳氧的互渗接触, 又可减少碳氧络合物的形成;在热平衡过程中, 水在随着煤体升温时, 还将大量地吸收和消耗煤体氧化产生的热量, 起到吸热降温的作用。

(2) 水对已经氧化升温的煤体具有散热冷却的功能。

当巷道环境条件适宜时, 顶、帮的虚煤与氧反应 (即碳氧络合吸附与解吸的反复快速循环) , 将不断地产生氧化热。如果煤的氧化产热速率大于散热速率, 顶、帮的煤体将积聚大量的热量, 快速提高周边环境和煤体的温度, 而激发碳氧分子运动速度加快, 使活动分子和活化能增加, 产生强烈的活动络合反应, 化学反应速率呈急剧上升趋势, 此刻若能改变其环境, 向高温煤体注水, 致使水升温或蒸发, 将起到散热冷却作用。

2直接用水灭火法作用

①强力的水流射向火源, 能直接扑灭火焰。②水的吸热能力强, 水升温、蒸发、汽化时能带走大量热量, 具有较强的散热、冷却、降温作用。③强力的水流注入高温煤体, 在下流时形成伞状, 能大量覆盖煤体, 扩大注水面积, 带走更多积聚的热量。④水与火接触后能生成大量水蒸气 (1 kg水能产生1 700 L水蒸气) , 降低空气中氧的含量, 并使高温或燃烧的煤体表面与空气隔绝, 阻止其继续燃烧。⑤强力的水流能浸湿火源附近的煤体及其他燃烧物, 阻止燃烧范围扩大。

3优缺点

(1) 优点。

①灭火速度快。矿井均设有地面消防水池和井下消防管路系统。一般在井下每隔50～100 m设置1个三通阀门, 且水源充足, 可直接接上软胶管, 快速消灭火灾。②经济实用。在煤矿井下, 有巷有管, 有管有水, 发现火灾时直接用水灭火, 不需要花费大量资金专门购买沙子、岩粉、化学灭火器等灭火器材, 也不需要长距离运输, 投入人力物力少, 现场条件具备, 所以最为经济实用、来源广泛。③能有效消灭火源或控制火势。用水灭火时, 直接对准着火部位, 能积极有效地消灭火源;周边煤体及可燃物被浇湿后, 能控制火势蔓延, 并缩小着火面积。

(2) 缺点。

直接用水灭火法必须由专业队伍或救护队员实行。因为直接用水灭火时需要直接靠近火源, 容易吸入有害气体或被灼伤, 必须由经过专业训练的防火人员或救护队员佩戴呼吸器进行。

4适用条件

(1) 适用于发火地点明确, 人能够接近火源且水源充足、供水系统完善、可实现连续供水之处。

(2) 直接用水灭火法适用于自然发火的初期阶段, 或者火势不大, 范围较小, 且不影响其他区域人员工作的情况。

(3) 要保证火源地点通风系统正常, 风路畅通无阻, 能及时排出着火产生的各种有害气体。

(4) 要求在瓦斯含量较小的巷道进行, 火源附近的瓦斯含量不能超过1%。

(5) 要求灭火地点顶板完好, 人员能在支架掩护下进行灭火作业。

(6) 可以直接向位置较低的采空区灌水进行防灭火, 但不如黄泥灌浆效果好。

(7) 必须配备专职防火人员或矿山救护队员24 h值班, 接到火警命令后, 以最快的速度带齐灭火工具赶赴现场, 及时救治。

(8) 地面或井下消防库中, 必须提前备好Ø25 mm的软胶管50 m以上 (若20 m一盘时, 应至少配备3盘即60 m) , 连接软胶管的接头3个。

另外, 还应加工能插入煤体的灭火器材 (平顶山市裕隆五七煤业有限公司现使用的灭火器材是用Ø20 mm铁管加工成的水枪, 长1.0～2.5 m, 在前半截插花钻上出水的小孔, 最前端焊上道钉, 如果距离不够还可以接上两头套有丝扣的Ø20 mm铁管, 俗称二节) 。

5注意事项

(1) 应制订使用直接用水灭火法进行灭火的安全技术措施, 并将措施传达到专职防火人员、矿山救护队员和每个参加灭火的人员, 让他们掌握防火救灾、自救互救知识, 熟悉避灾路线, 在作业中按章操作, 按措施执行。

(2) 直接用水灭火法必须由专职防火人员或矿山救护队员进行, 其他人员应及时撤离现场。

(3) 直接用水灭火时, 水蒸气及高温烟流经过的巷道不能有人工作, 并在有害气体经过的巷道口设置警戒人员, 不准人员进入危险区域。

(4) 只有现场所需的灭火器材备齐时, 才能进行工作。主要有:水枪、二节、足够长的软管、氧气呼吸器、测定有害气体的仪器等。

(5) 直接用水灭火时要求有足够的水量。少量的水或微弱的水流, 不但灭不了火, 而且H2O在高温下能分解成H2和CO (俗称水煤气) , 形成爆炸性混合气体。

(6) 在自然发火初期, 对煤体进行注水降温时, 不能只对有发火征兆的地点注水, 还要扩大注水面积, 把该区域包围起来, 起到限制和预防作用。注水不能只注1～2次, 要坚持长期注水, 以免复燃。因为向煤体中注水时, 在一定的环境温度条件下, 1 d后能剩余水量的50%～60%;2 d后还能剩余水量的20%～30%。所以, 至少3 d就要注一次水。

(7) 扑灭火势猛烈的火灾时, 不要把水直接冲向火源中心, 应先从火源外围开始喷水, 随着火势的减小再逐渐逼近火源的中心, 以免产生大量水蒸气、燃烧的煤块或炽热的煤渣突然喷出而烫伤人员。

(8) 灭火人员应站在火源的上 (进) 风侧, 并保证有畅通的排烟路线, 及时将高温气体和水蒸气排出。

(9) 灭火人员应保证后路畅通, 以便在躲闪热煤及其他灾变时顺利撤出。

(10) 不能直接用水扑灭带电的电器火灾, 也不宜用水扑灭油料火灾。

(11) 灭火人员在进行灭火时, 必须有专人经常检查火区附近的CO、CO2、CH4、H2S、SO2等有害气体及氧气的变化情况, 还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。在下行回风巷道中直接用水灭火时, 应特别注意不能因火风压的作用使风流发生逆转, 一旦发现危险时应及时撤离现场。

(12) 如果注水量大或经常注水时, 应及时排除积水, 必要时应安泵专人排水。

直接用水灭火法在自然发火初期以及中期火势不大时非常有效, 同时还可在井筒和主要巷道, 尤其是胶带输送机巷道或主要采掘面巷道中装设水幕, 当突发火灾时立即启动, 能很快限制火灾的蔓延与扩散。当火势太大无法控制、人员无法接近、又没有其他有效的灭火措施时, 也可用水淹没发火采掘工作面、采区或矿井, 但此方案一般不使用。因为在恢复生产时须付出大量的费用和人力, 且复燃的可能性也极大。

易自燃煤层 第4篇

在分析矿区煤层开采中煤层自然发火规律的基础上,针对研究区急倾斜煤层群和煤炭开采实际,基于当前本矿区所采取的防治火灾措施( 灌注黄泥浆防灭火工艺) ,提出了“五步三跟进”综合防灭火技术措施,为矿区火灾防治工作提供指导。

1 矿区概况

1. 1 煤层赋存及开采方式

矿区煤层属于二叠系龙潭组,地表标高+ 650m,地表以下100 m左右见煤,越往下,煤层赋存有变好的趋势,预计- 1 500 m以浅均有煤炭。含煤10层( 编号K1~ K10煤层) ,可采和局部可采煤层共9层,其中全区可采煤层6 层,大部可采煤层2 层,局部可采煤层1 层。含煤岩系平均厚度111. 75 m,煤层总厚度14. 09 m,各煤层厚度平均0. 47 ~ 2. 38 m,含煤系数13. 34% ,煤层倾角一般为60° ~ 75°,属急倾斜近距离薄煤层群。

针对煤层赋存特点,在可采区域,先开采K2煤层作为保护层,再开采K1煤层,后依次开采K3~ K10煤层。由于地质构造复杂,矿井机械化程度极低,故主要采用伪斜柔性掩护支架、伪斜短壁开采,落煤工艺为风镐落煤。工作面采用下行通风以减少向采空区的漏风量,控制采空区煤炭氧化,防止煤炭自燃。

1. 2 矿区煤层开采防火措施存在的主要问题

矿区所有开采煤层中,除K2煤层外,其余煤层均属自燃煤层,自然发火期1 ~ 3 个月,最短15 d。根据矿区历史发火记录,到目前为止共自然发火78 次,集中在K1、K9、K10、K45煤层。矿区原有的自然发火预报措施主要是监测工作面煤温和CO浓度变化情况,防灭火措施主要为喷洒阻化剂和预防性灌浆。矿区防灭火系统建于20 世纪60 年代末,采用矿井抽水至地面风井制浆,静压注浆。其中灌浆水土比较高,由于急倾斜煤层倾角大,注浆时泥浆从接近采空区地点向下流淌对安全生产十分不利,且注浆利用率不高。同时,还存在以下主要问题:

1) 工作面回采空间相对狭小,风阻大、漏风较严重;

2) 由于采空区压实程度的不均一性,漏风规律复杂( 层间距较小的煤层采动过程中,上部煤层采空区遗煤易自燃) ,上、下煤层的采空区由于裂隙的连通作用,大量有害火灾气体因此会运移到工作面,对人员和设备安全造成严重的危害;

3) 由于煤层倾角较大,在工作面附近灌浆,容易造成工作面涌水,影响工作面安全、顺利推进;

4) 煤自然发火后火势传播迅速,采取单一的防灭火措施难以奏效;

5) 当存在煤与瓦斯突出和煤尘爆炸危险性时,煤自然发火还会增大其他灾害发生的可能性。

2 “五步三跟进”综合防灭火技术措施

“五步三跟进”综合防灭火技术的总体思路: 工作面从设计、初采、正常推进到收作整个过程中,按以防为主的方针,防火工作分为“五步”,即有利于防火的工作面设计部署、降漏、快采、快封及饱和性注浆等。在工作面生产过程中做到“三跟进”,即提高回采率、取样化验分析与预防性灌注防灭火材料。

2. 1 防火管理技术“五步”

2. 1. 1 合理生产部署

从工作面设计开始,正确选择开采方法、合理布置巷道、优化工作面设计以及坚持正常的开采顺序等,以保证防火工作有序进行。开拓方式、采煤技术的选择与煤层自然发火防治效果是息息相关的,巷道布置不当、工作面设计不合理、采煤方法落后、回采率低、推进速度慢、矿压显现明显、采空区垮落不严实均会导致煤层自然发火几率增高。

南矿、北矿在开采自燃煤层时,首先在与开采区相邻的区域不安排掘进或回采工作面,确保工作面压力均衡,减少采空区漏风; 其次是将注浆巷道布置在开采煤层卸压范围以远的岩石巷道中,确保巷道、钻孔不变形,减少与采空区导通的裂隙; 再次是工作面跨区连续开采,减少工作面留设煤柱和开切收尾的次数; 最后是摸清地质构造,选择合适的采煤方法,确保工作面快速推进,提高工作面回采率。

2. 1. 2 降低或减少采空区漏风

在柔性掩护支架初次下放时,其上部通过回柱放顶形成了一定厚度的煤矸垫层,这不仅可减小支架受大块垮落矸石冲击载荷作用,而且增大了支架向下移动的推力。随着支架下移,原有的煤矸垫层随之向下移动,同时支架上面的采空区也将被不断垮落的矸石充填,这种随支架向下移动的碎岩块移动特征并不呈现为典型的松散性,而是具有一定联结性和活动性较差的松散体。该松散体尽管板状岩石彼此搭压、大块岩石形成自然平衡拱或小粒黏结性泥质岩黏结在离支架较近的上方造成悬空现象,但支架上仍有一定厚度的碎矸石垫层紧随支架下移( 见图1) 。

随着工作面的推进,沿倾斜方向,采空区垮落的岩石受力不均匀,大致可分为3 个区域,分别为无压区、受压区和压实区。工作面进一步推进,距离工作面较远的采空区逐渐全部被压实。采空区的漏风规律与其压实状况密切相关,急倾斜煤层伪斜工作面采空区具有比较特殊的漏风规律,如图2 所示。虚线代表漏风路径,虚线之间的密度代表漏风速度,可以看出无压区始终是一条漏风通道并通往采空区深部,而在压实区基本不存在漏风。

通过以上采空区压实程度和漏风规律分析,在采空区的受压区具备煤自燃的所有条件。颗粒较小的碎煤经过筛分作用有相当一部分会进入受压区,也有较为适宜煤自燃的漏风风速和蓄热环境。

采空区存在漏风风流,给浮煤自燃提供了连续的供氧条件,漏风风量直接影响着煤体的散热,采空区氧浓度的分布也取决于漏风分布。

在完全紊流状态下,通风阻力定律如下:

式中: h为通风通道两端的压差,N /m2; R为通风阻力系数,N·s2/ m8; Q为风量,m3/ s。

由式( 1) 可知,h与R、Q2呈正比关系。若某一井巷通过一定风量,同时产生摩擦阻力和局部阻力,则h和R分别是该漏风通道两端的压差和总风阻。因此,降低工作面采空区的漏风量通常有两种方法,一是采取降低漏风通道两端的压差,即均压防灭火措施; 二是增加漏风通道的阻力,即堵漏风。在满足安全环保的前提下,一切能够在某一时间范围内增加漏风通道阻力的材料都可以作为堵漏材料来使用。

结合现场实际情况,矿井采取了以下降低压差或减少采空区漏风的措施:

1) 在工作面上下端头挂风帘,定期构筑密闭、板墙等; 加大和加深支架地沟,使进风巷与支架进风口的断面基本相同,降低通风阻力。

2) 工作面采用U型、下行通风方式,减少了压差和采空区漏风,使“窒息带”前移,避免采空区遗煤因供氧充分而发生自燃。

3) 工作面配风量在满足治理瓦斯需要的前提下,通过合理减少采煤工作面供风量,降低工作面风速,即可降低采空区内的漏风流速与流量,减少往采空区的漏风供氧量,达到抑制煤炭氧化、防止采空区遗煤自燃的目的。一般1. 8 m的掩护支架工作面,其配风量在180 ~ 200 m3/ min即可,1. 3 m的掩护支架工作面,其配风量在130 ~ 150 m3/ min即可。

4) 对工作面采空区顶( 底) 板破碎围岩、裂隙进行喷浆,同时对开切巷后方的密闭进行严密封堵,减少向采空区漏风。

2. 1. 3 加快工作面推进速度

对于自然发火期较短的煤层,若工作面停滞不前或推进速度缓慢,采空区浮煤氧化产生的热量相对散失较少,容易发生蓄热升温而加快氧化过程,并造成参与氧化的浮煤量增大,煤层发生自燃的几率升高。经过多年的实践证明,工作面推进速度在不低于45 m/月的情况下,采空区基本未发生自然发火。

2. 1. 4 工作面及时封堵

工作面回采结束后,应及时回撤支架和设备,将采过的煤层巷道进行严密封堵,并确保从工作面停采至封堵结束时间不超过10 d。封堵时应严格按质量标准的要求,防火密闭墙厚度不小于1 m,采用砖混建筑结构,并在周边敷设裙边,减少采空区漏风。在密闭墙上设置三管( 取样管、注浆管、反水管) ,随时监测掌握采空区的情况。对于存在裂隙的密闭及被压裂的隔离煤柱,应及时进行喷浆作业,防止空气漏入形成漏风通道,同时,可阻止有毒有害气体溢出。

2. 1. 5 工作面饱和性注浆

分别在南、北风井建立注浆池,通过注浆系统向各消火道注浆钻场供浆,并通过消火钻孔向采空区静压注浆。主要原因在于,工作面收尾时,一般遗煤较多,不易压实,在工作面封堵完成后,必须立刻对采空区进行饱和性注黄泥浆,其土水比为1∶ 6,注浆量主要根据采空区的容积、采煤方法和地质情况等因素而定。注浆用土量用式( 2) 计算:

式中: Q土为灌浆用土量,m3; M为工作面煤厚,m;L为灌浆区走向长度,对于钻孔单孔注浆量,走向长度即为单钻孔走向控制长度,一般取8 m; H为工作面倾斜长度,m; K1为灌浆系数,即用土量与采空区空间体积之比,根据中梁山矿区实际,取值为0. 25;C为工作面回采率,根据中梁山矿区实际取95% 。

单钻孔用水量根据水土比计算,即:

式中: Q水为单钻孔灌浆用水量,m3; K2为管路用水系数,一般取1. 10 ~ 1. 25,中梁山矿区一般取值1. 25;δ 为水土比,一般取3 ~ 6,此处取6。

原则上注浆时间不少于3 个月,以确保采空区浮煤被黄泥浆彻底裹覆,隔绝O2。

2. 2 防火管理技术“三跟进”

2. 2. 1 提高工作面回采率

自燃工作面在开采时一般选择伪斜掩护支架采煤法,在选择支架型号时,若工作面煤层赋存稳定,则尽量选择大支架,增大工作面采高; 其次是在开采过程中,将支架上的顶煤( 采空区遗煤) 放下来,这样既减少了煤炭的损失量,提高了回采率,又减少了采空区遗煤。一般掩护支架采煤法开采,工作面回采率在95% 左右。

2. 2. 2 连续监测与定期取样化验分析

矿井已建立了束管监测、人工巡检、定期取样化验分析、防火预报报表等制度,指导矿井防灭火工作。

1) 束管监控系统对采空区进行连续监测。矿井引进JSG8 井下束管火灾监测系统对易自燃煤层采煤工作面采空区的O2、CH4和CO等与自然发火相关的标志性气体进行连续监测。因自然发火工作面进风巷布置有注浆钻孔,将矿用聚乙烯阻燃抗静电单芯束管通过防火注浆钻孔敷设至采煤工作面采空区,束管采样头间距为20 m,通过矿用防爆水环式真空泵抽取采空区的气体,用JSG8 井下束管监测系统控制箱对气体成分进行分析,再把监控信号通过通讯线缆传至地面监控主机。工作面束管监控系统布置情况见图3 及图4。

注:18、21、23表示束管保护套管的注浆孔编号,插入束管期间,不作为注浆孔使用。

2) 定期人工巡检与取样化验分析。矿井“一通三防”管理人员及采样工定期对工作面上下隅角、回风巷、采空区、相邻密闭、联通巷道等相关区域进行定期人工巡检及取样化验分析。

定期人工巡检的方式是,矿井每班安排相关管理人员使用多参数气体检定仪、烟雾计等仪器对工作面及相关区域进行自然发火标志性气体的测定,以及相关区域漏气性检查。

定期取样化验的方式是,通风技术人员根据回采工作面数量、位置、已封闭火区密闭位置等,确定全矿需要采样的数量、地点,制订巡回采样路线、间隔时间图表,要求采样工执行,采样工将采集的气样送到地面进行色谱分析。当天采集的气样化验工当天必须完成分析,并将分析结果制表报送通风技术人员及矿井总工程师审阅。通风技术人员对气体化验结果进行分析,标示出各测点变化,绘成变化图表,指导矿井防灭火工作。矿井选择CO绝对生成量作为判定煤自燃发展阶段的指标,当CO自然发火系数H < 0. 004 0 m3/ min时为安全值,当0. 004 0 m3/ min≤H ﹤ 0. 008 0 m3/ min时为加强观测值,当H≥0. 008 0 m3/ min时为自然发火预报值。

2. 2. 3 预防性灌注防灭火材料选型

1) 喷洒阻化剂。阻化剂的喷洒量及浓度直接决定其防火效果。矿井采用伪俯斜采煤法开采自然发火工作面,其架头后方( 进风巷) 长期暴露在空气中,与O2接触充分,因此,开采时应在工作面进风巷向采空区后方喷洒阻化剂。阻化剂原料为工业用Na Cl,其经验值为13% 。阻化液自风水喷雾器喷出,走向上距架头约45 m,每次在工作面铺架时对采空区后方进行喷洒,以煤体充分湿润为前提,一般喷洒量在2 m3左右,有效保证了对后方氧化带浮煤的喷洒效果。该工艺在1214 - 2下、14458上等工作面实施后,效果显著。其防灭火工艺如图5 所示。

2) JTJ胶体防灭火材料。JTJ胶体防灭火有以下优点: 一是JTJ胶体在不需要添加任何黄泥浆或粉煤灰浆的情况下,在清水中添加浓度达到1% 时即呈现出凝胶性质,当添加浓度达到4% ~ 5% 时即可形成不能流动的胶体,其固水性好; 二是当浓度大于0. 5% 的JTJ胶体屈服值已大于其本身重力,因此能够滞留在煤层中,覆盖能力好; 三是JTJ胶体防灭火材料在高温下其内部结构基本都能够保持稳定,在加热到一定程度时胶体变脆,自身的凝聚力下降,但当温度恢复正常时,又恢复到原有的性质及强度; 四是JTJ胶体防灭火材料在使用过程中,仅需与水混合,而且添加量较少并具有良好的分散性,在与水混合搅拌过程中不会发生絮凝结团等现象,混合均匀后,成为一种致密、细腻的胶体,在低浓度时具有良好的流动性。基于以上优点,JTJ胶体的使用类似喷洒Na Cl阻化剂,同时该胶体还可以通过注浆钻孔进入采空区。

3) 注氮防灭火材料及工艺。矿井引进井下移动式碳分子筛制氮机,对自然发火工作面老空区进行注氮。制氮机是以空气为原料,按变压吸附技术设计、制造的纯度在97% 以上N2发生设备。一旦井下采掘工作面或其他地点出现自然发火征兆、火灾、瓦斯爆炸等,制氮机向该区域注入高浓度的N2,能迅速置换O2、CH4、CO等易燃易爆气体,达到降氧抑爆、熄灭火区的目的。制氮机的制氮量为200 m3/ h。该注氮技术的成功运用,将大大提高该矿易自燃工作面的安全性,减少易发火工作面采掘过程中的潜在危险,保证矿井安全生产。

3 结语

1) 通过对中梁山矿区历史上的煤层自燃情况进行分析,得出矿井自然发火规律。除K2煤层外,其余煤层均属自燃煤层,K1煤层发火最为严重,煤质较松散更容易吸氧蓄热,且煤自燃多发生在采空区。

2) 针对中梁山矿区所采煤层赋存条件及开采实际,在综合分析以往煤层自燃火灾防治措施的基础上,结合目前所采取的预防性灌注黄泥浆防灭火工艺,提出了“五步三跟进”综合防灭火技术措施。

易自燃煤层 第5篇

平煤股份五矿二水平己二扩大采区回采的己16-17煤层不稳定, 平均厚度3.8m, 最厚11.6m。煤层节理、裂隙发育, 地质构造极其复杂, 煤层倾角变化较大, 属于煤与瓦斯突出煤层, 自燃发火期短。己16-17-22260工作面为五矿二水平己二扩大采区西翼第三区段的综采工作面, 周边煤层已采完, 因此该采面为孤岛工作面, 工作面倾角最大达到25°以上。

2 工作面回收期间自燃发火隐患及原因分析

2.1 工作面自燃发火的隐患

己16-17-22260工作面除煤层存在自燃的客观因素, 并受地质条件、综采工作面回采过程中煤炭回收率的高低、回采时间的长短、采空区漏风量的大小等诸多因素的影响, 给工作面在回收期间煤炭自燃留下重大安全隐患。

2.2 回收期间自燃发火原因分析

1) 该工作面回采过程中留有顶煤。由于浮煤长时间堆积和采空区漏风, 在采空区内形成氧化带, 加大了浮煤的自燃速度, 同时停采后供风量减小, 致使采空区的散热条件差, 热量积聚是发火的根本隐患。

2) 回收过程中由于受地质条件影响, 施工进度的快慢, 向采空区供氧量的多少, 是回收期间煤层自然发火的关键因素。

3) 该工作面存在高温点, 若治理不好很可能发展为复燃, 影响工作面回收的施工进度。

4) 该工作面回收前准备工作不充分。停采运输路线不达标、运输设备安装及其它不可预测的因素等, 工作面回收时间延长, 为采空区遗煤氧化蓄热提供了时间。

3 综合技术措施

3.1 回收顺序及线路的确定

因受地质条件、施工条件、施工进度及其它因素影响, 延长了综采工作面回收前的准备工期, 为煤层自燃提供了条件和时间, 同时煤层自燃后会产生的CO, 给施工人员作业环境带来极大安全隐患, CO超过规定含量使回风巷不能进入人员进行作业, 针对该情况, 在工作面回收前, 调整回收路线, 从原来的回风巷回收调整为从进风侧回收, 所有作业人员不进入回风巷作业, 利用该路线解决了回收期间CO对作业人员的危害, 也可以适当延长回收工期。

3.2 通风系统调整及控制措施

根据该综采工作面具体参数, 在工作面停采前依据推进度及时对工作面风量进行计算调整, 风量调整后既要满足施工人员的劳动作业环境, 又要满足工作面的风量需求。这样可以减小采空区漏风, 延缓煤的自然氧化速度。同时根据工作面回收进度和回收后出架间顶板跨落情况, 及时调整风量, 确保工作面安全回收。

3.3 封堵措施

为了减少采空区漏风, 延缓浮煤的自然氧化速度, 在工作面回收停采前, 严格执行封堵措施。

1) 工作面停采前每推进2m在采面上、下隅角各施工一道隔离墙, 隔离墙要严密不漏风。

2) 工作面停产后, 对支架架间、架后、上下隅角全方面利用注罗克休充填, 杜绝漏风, 彻底封堵所有漏风源。

3) 停采前及回收期间在工作面上下隅角挂挡风帐, 风帐吊挂长度不低于30m, 吊挂要接顶接底。以减少支架架间向采空区漏风。

3.4 注浆、注氮、注水措施

1) 注浆措施:停采前距停采线50m开始24h不间断出浆, 增加注浆量, 并预先在回风巷埋步压埋两趟注浆, 注浆管压埋步距为20m, 并确保压埋管的质量;停采期间, 泥浆土水比为1∶3, 每小班注浆量不低于40m3;每班必须指派专人巡查管路, 观察注浆情况, 发现异常, 及时处理, 尽可能减少工作面的漏浆;严格地面注浆站的管理, 制注浆人员当天注浆结束时必须将注浆日报由队值班领导签字后送到通风管理部门, 所有参与施工单位要保护好注浆管路系统, 严禁擅自进行改装, 影响注浆效果。

2) 注氮措施:从工作面机巷专门铺设一趟注氮管路, 自工作面下隅角向采空区注入氮气, 注氮实行24h不间断;注氮输出浓度不低于97%;制氮机司机每1h记录1次制氮机的运行参数, 并同时向通风部门汇报, 同事要保证记录的完整性和数据的可靠性;制氮机严禁私自停机, 停机时向通风部门汇报, 并说明原因。

3) 注水措施:在工作面分别铺设一趟二寸水管和一趟二寸聚乙烯管, 每隔6m安设1个3通阀门;利用爬杆钻向采面高温点和检测出有CO气体的地点架间打钻, 钻眼深度不低于9m, 打完钻后联上水管, 开启阀门不间断向采空区注水, 直至支架回出或CO气体消失。

3.5 监测监控措施

1) 在工作面回收期间除回风巷原有的CO检测仪外, 要在工作面上隅角悬挂CO便携仪, 随时检测工作面CO浓度。

2) 停采前及回收期间瓦检员必须加强CO浓度检查, 每班上隅角、回风流、工作面架间高温点等地点的检查不少于3次, 防灭火检查员每天对工作面进行1次全面检查, 测风员每天对风量全面测定。

3) 救护队每班两人, 带齐装备在工作面现场监护, 并对工作面上隅角、回风流CH4、CO2、CO、温度等进行随时检查, 每班向生产、通风调度汇报不少于3次。

4) 救护队负责每周在工作面上隅角取气样进行检测分析。

5) 回风流中CO浓度超过24ppm时, 所有人员必须撤出, 当总回风中CO浓度超过24ppm时, 各施工单位要派专人在回风道口设警戒, 严禁人员进入总回风。

3.6 监护及防护措施:

1) 工作面停采前及回收期间为保证通风系统的稳定可靠, 严禁擅自调整通风设施, 同时要落实好风门的看管责任, 必须24小时有专人看管风门, 严禁两道风门同时开启, 形成风流短路, 同时要加强风门管理, 严禁出现风门被破坏, 造成漏风。

2) 有关防火单位每周至少向职工贯彻一次防火措施, 并有记录可查, 同时要加强对职工的防自燃发火知识、技术、意识教育, 提高职工防灭火意识, 发现自燃异常情况要立即汇报通风调度, 做好防治自燃发火措施的贯彻落实。

3) 井下所有在回收工作面及两巷和总回风巷的施工人员, 确保所有工作人员都必须进行避灾知识培训, 熟练正确的使用自救器和熟悉避灾路线。

4) 工作面两巷的压风自救系统必须完善, 自救袋数量必须满足工作面最大作业人员的要求, 自救袋的供风量满足规程要求, 每班安排专人进行进行检查, 确保压风自救系统安全可靠。

5) 工作面回收期间, 所有施工人员必须佩戴隔离式化学氧自救器。

4 组织措施

在易自然煤层综采工作面回收前, 专门成立防灭火领导小组, 对回收工作全面负责, 每天召开专题回收工作会议, 解决当天回收工作中存在的问题和解决措施。在工作面回收期间, 对各个环节矿安排专职人员进行盯岗, 在现场解决存在的不安全隐患, 确保回收工作安全顺利进行。

5 结束语

易自燃煤层 第6篇

1 工作面概况

耿村煤矿2-3煤13190综放工作面 (图1) 位于东采区东翼, 2-3煤轨道和胶带下山东侧, 北侧为已回采的2-3煤13170工作面, 南面为2-3煤实体。该面走向长1 090 m, 切眼长206 m, 煤层倾角8°~12°, 运输巷、胶带巷和切眼均沿底布置。该面正常生产时, 绝对瓦斯涌出量为28.6 m3/min, 工作面配风950 m3/min, 回风巷瓦斯浓度保持在0.4%左右, 采用高位抽放巷为主、上隅角插管为辅的瓦斯治理模式。高位抽放巷利用地面200 m3/min 抽放泵进行抽放, 上隅角抽放利用井下120 m3/min 抽放泵进行抽放。由于工作面超长及2趟抽放造成采空区漏风增大, 有效防治采空区遗煤自燃特别是高位抽放巷下的采空区遗煤自燃成为该工作面能否正常回采的关键。

2 采空区自燃影响因素分析

煤炭自燃是由具有自燃倾向性的煤被氧化、蓄热、升温, 再氧化、再蓄热、再升温这样一个周而复始的氧化过程而引起的。

2.1 煤层厚度大, 采空区遗煤量增加

工作面正常回采时, 煤层厚14.4 m, 采出率达90%, 但仍有10%的煤被遗留在采空区, 遗煤量仍有1.44 m厚。如果形成松散煤体, 按1.5的膨胀系数计算, 仍有2.16 m厚, 工作面两巷及端头各5架不放煤, 该范围内煤厚都超过10 m。因此, 采空区绝对遗煤量的大幅增加, 为煤的自燃提供了良好的蓄热条件。

2.2 巷顶为高位高温煤体

由于两巷均是沿底掘进, 巷顶煤比较厚, 受采动以及矿山压力的影响, 巷道变形快, 煤体变得较为破碎, 不可避免地造成破碎煤体氧化。当氧化聚热不能及时散发, 则容易出现隐蔽的高温煤体。隐蔽高温煤体不易被发现和处理, 落入采空区后, 疏松程度大增, 漏风更加充分, 会加速氧化, 诱发采空区遗煤发火的危险性最大。

2.3 采空区漏风增大

工作面采用U型通风, 采空区气体也会产生相应流动:少部分新鲜空气经工作面扩散到采空区;高位抽放巷和上隅角插管抽放混量在160 m3/min, 造成采空区漏风量进一步增大。

2.4 顶板垮落周期长

2-3煤含夹矸4~7层, 夹矸岩性为细砂岩、粉砂岩、泥岩、炭质泥岩, 煤相对较硬, 直接顶为厚18.2~29.7 m的深灰色致密状泥岩, 基本顶为厚20.15 m的杂色砾岩、砂岩。根据回风巷观察, 工作面以后40 m的位置才开始塌实, 造成了采空区空隙较大, 增大了工作面向采空区的漏风量, 为煤自燃提供了充分的供氧条件。

3 防火技术措施

针对煤自燃的危险性、特点以及大流量抽放的情况, 采取了积极的防灭火措施, 并针对CO气体并非偶然超限的现象, 采取了以高抽巷灌浆、隅角封堵及注氮惰化采空区气体为主的综合防灭火措施。

3.1 高抽巷埋管灌浆

在高位抽放巷内铺设1趟100 mm聚氯乙烯管作为注浆管, 聚氯乙烯管随着工作面顶板垮落被砸裂, 使注浆能随着工作面的推进而不停地注足量黄泥浆, 进而使高抽巷附近采空区遗煤及支架上的顶煤充分湿润。

3.2工作面两巷超前30 m施工防火钻孔注浆防火

针对进回风巷顶煤易形成高温煤体的情况, 为杜绝隐蔽高温煤体, 自煤墙向外30 m施工防火钻孔 (图2) , 每2 m一排, 每排3个孔。巷顶孔的坡度45°, 朝向采空区;上帮孔坡度45°, 朝向采空区;偏向巷道上帮50°, 覆盖上帮煤体5 m;下帮孔坡度45°, 朝向采空区, 偏向巷道下帮30°, 覆盖上帮煤体3 m, 随着工作面的推进, 保持超前40 m。防火施工中要经常注浆, 保持巷道煤体湿润。

3.3 上下隅角密闭封堵

随着工作面的推进, 每推进1 m在上下隅角用煤袋堆砌隔离墙, 减少向采空区的漏风;每推进20 m, 对煤袋墙处顶煤、煤袋墙以里2 m采空区及上下各5架架后进行封堵。将水玻璃和碳酸铵按一定比例配制成水溶液, 形成的凝胶作为注浆材料, 可起到隔离带和密封的作用, 能有效降低工作面向采空区的漏风量, 缩小煤自燃氧化带的范围。

3.4 下隅角埋管注氮

在工作面推进过程中, 在进风巷铺设2趟∅50 mm注氮管路, 氮气释放口采空区以里1趟30 m, 1趟15 m, 依此交替前进, 连续大量地向采空区压注氮气, 降低采空区的氧气浓度。

3.5 其他技术

除上述技术措施外, 还采取了稳定工作面通风系统, 对工作面上隅角、高抽巷定时取样分析, 准确掌握工作面煤层自燃隐患变化态势等技术。

4 效果分析

耿村煤矿2-3煤13190综放工作面于2009年11月高抽巷开始投入使用后, 由于受到未及时注浆、采空区有遗煤、漏风等因素影响, 在高抽巷内的CO浓度一度达300×10-6, 情况比较危急。但按照所制订的技术措施对其可靠性进行评价分析后, 加大了采空区堵漏贫氧降温技术的实施力度和范围, 高抽巷内的CO气体浓度呈下降趋势, 3 d内下降到140×10-6, 5 d后降低到80×10-6, 此后稳定在100×10-6以下, 保证了高抽巷的正常使用, 有效地治理了瓦斯, 保证了工作面安全回采。

5 结语

(1) 易自燃特厚煤层超长综放工作面采用高抽巷大流量抽放瓦斯, 进一步增加了采空区的漏风, 加大了采空区遗煤自燃的可能性。

(2) 分别在进回风巷施工防火工程、高抽巷埋管注浆, 保持进入采空区的遗煤湿润, 充分延长了煤的自然发火期。

(3) 通过在上下隅角堆砌煤袋墙、定期对上下隅角注胶封堵, 减少了向采空区的漏风。

(4) 通过敷设在下隅角采空区内的注氮管路, 不间断地向采空区注氮气, 减小了采空区的氧含量。

综合防治技术措施的实施, 取得了显著成绩, 充分体现了“以防为主”的矿井安全方针, 有效杜绝了采空区遗煤的自燃, 实现了工作面安全生产。

摘要：耿村煤矿2-3煤层自然发火期短, 厚度大, 瓦斯绝对涌出量大, 采用以高抽巷为主的治理瓦斯模式导致采空区漏风大。为避免采空区遗煤自燃, 实施了高抽巷埋管灌浆、上下隅角密闭封堵、进回风巷超前30 m施工防火钻孔注浆防火、下隅角埋管注氮、定期取样分析等综合防灭火措施, 有效防止了采空区遗煤自燃。

易自燃煤层 第7篇

1.1 矿井开采概况

徐矿集团赛尔四矿位于新疆自治区和布克赛尔蒙古自治县, 设计生产能力90万t/a, 开采B9煤层前为炮采。

1.2 影响B9煤层开采的地质因素

B901为首采综放工作面, 埋深230 m, 煤层平均厚度9.74 m。根据矿井揭露和取芯分析, B9煤结构简单, 含一层较薄泥岩夹矸, 平均厚度为0.27 m。煤体裂隙平均线间距约为0.5 m, 顶煤分层平均厚度l.0 m, 按照顶板分类标准, B9煤直接顶和老顶均为1类顶板。实验室试验数据:B9煤弹性模量为1.92, 单轴抗压强度19 MPa, 压拉比3.6, 属于韧性较大煤类, 开采过程中易造成顶煤悬顶距离长, 形成大块煤, 不利于放煤口放煤。

2 开采矿压显现及关键层破断规律

2.1 浅埋煤层开采矿压显现分析

地下开采或掘进活动时顶板来压比深埋煤层强烈, 矿山压力不因煤层埋藏浅而变小;顶板来压破断影响波及到地表速度快, 地表破坏和沉降明显;地表松散层和基岩受开采影响出现台阶下沉, 采空区冒落直接表现为冒落带和裂隙带, 弯曲下沉带不明显;顶板具有单一关键层, 基本顶断裂后的砌体梁结构不稳定。

2.2 关键层初次破断规律

对关键层破断规律运用了理论分析、数值模拟及现场实测, 破断分界点并非在岩梁体的中心, 而是位于岩梁体的中后部, 形成前长后短的两块岩体, 前段岩体长度大约是后段岩体的1.5倍, 呈现不对称分布形态。

2.3 关键层周期破断规律

回采工作面进入周期来压后, 基本顶以砌体梁结构存在, 岩块之间相互铰接支撑, 浅埋煤层关键层相对较薄, 一般为单一关键层结构, 其破断结构形态有别于埋藏较深的煤层, 通常以“短砌体梁”和“台阶岩梁”的形式出现。顶板的破断失稳通常为滑落失稳, 在选择回采工作面支护设备时, 应考虑具有较高工作阻力的支架, 以维护工作面生产安全。B9煤层具有浅埋煤层特点, 在开采工艺上要充分考虑浅埋煤层的矿压规律。

3 顶煤冒放性与地质因素关系

3.1 顶煤冒放性分类

顶煤的冒放性分类很多, 按照综合顶煤垮落角和第一断裂线位置分类、模糊综合评判法分类、模糊聚类分析法分类等, 可将顶煤冒放性分为5类:

Ⅰ类:[F∈0.00, 0.20], 冒放难度小, 垮落角大约为90°, 无悬顶, 柱状冒落;

Ⅱ类:[F∈0.20, 0.40], 冒放难度较小, 垮落角75°~85°, 无悬顶, 半拱式或柱状式冒落;

Ⅲ类:[F∈0.40, 0.55], 冒放难度中等, 垮落角65°~75°, 无悬顶, 半拱式或桥拱式冒落;

Ⅳ类:[F∈0.55, 0.75], 冒放难度较大, 垮落角55°~65°, 有悬顶, 桥拱式冒落;

Ⅴ类:[F∈0.75, 1.00], 冒放难度大, 垮落角小于60°, 悬顶较大, 桥拱式冒落。

根据中国矿业大学实验室提供的数据, 可以判断B9煤属于Ⅲ类顶煤, 垮落难度中等, 垮落角65°~75°, 放顶煤时, 由于顶部煤体强度较小, 破碎充分, 基本上不会留有悬顶, 符合Ⅲ类顶煤的冒落形态, 合理深度下适合采用放顶煤开采, 采深增加更有利于顶煤的放落。

3.2 顶煤初次垮落步距计算

按固定梁计算方法计算顶煤初次垮落步距, 其计算公式为:

式中:L为顶煤初次跨落步距, m;h为顶煤厚度, 取6.74 m;σr为煤的抗拉强度, 取0.815 MPa;q1为煤体承重, k N/m2。

经计算得:L=21.6 m。

按简支梁方法计算公式为:

从以上顶煤垮落步距计算来看, 顶煤初次来压步距较大, 不利于顶煤放出。通过在和什托洛盖矿区实际了解, 该矿区的顶板基本是容易冒落型, 初次垮落步距一般在12 m左右, 周期来压步距小于10 m, 因此预计放顶煤开采时, 顶煤初次来压步距要比理论值小。

3.3 顶煤韧性分析

造成步距大的原因与B9煤韧性有很大关系。高韧性煤抵抗压力弱, 但煤体的高韧性增强了煤体抗破碎能力, 顶煤悬顶距离长。划分高韧性煤的指标如表1所示。

B9煤强度低, 韧性大, 块度大, 顶煤悬顶距离长, 开采过程中容易形成大块煤, 不利于放煤口放煤。生产中如遇此种情况, 必须采取弱化顶煤措施, 减小顶煤初次垮落步距, 减少大块煤的形成。

3.4 煤体的弱化处理方法

通过以上分析, B9煤层厚度大、埋藏浅、节理裂隙不发育以及煤层韧性大的特点影响到煤的冒放效果。为预防生产中因上述因素造成的不利于放顶煤的状况出现, 放采中需对顶煤进行弱化处理。根据以往放顶煤开采经验, 煤体弱化处理采用超前预爆破的方法, 通过弱化处理后, 放煤率由原来的70%提高至现在的90%。

4 结语

通过对浅埋高韧性易自燃B9厚煤层影响放顶煤开采的地质因素进行分析, 掌握了关键层周期破断规律, 采用模糊数学分类方法对B9煤的冒放性进行分类, 摸清了该煤层开采垮落步距与煤层韧性的关系, 为矿井安全开采提供了技术依据。

摘要：对浅埋高韧性易自燃B9厚煤层影响放顶煤开采地质因素进行了研究, 运用理论分析、数值模拟及现场实测等多种研究方法掌握了关键层周期破断规律, 采用模糊数学分类方法对B9煤的冒放性进行了分类, 摸清了该煤层开采垮落步距与煤层韧性的关系, 探索出了煤体的弱化处理方法, 为矿井提高顶煤放煤率提供了技术依据。

易自燃煤层 第8篇

羊场湾煤矿采用中央并列抽出式对矿井进行通风。自然瓦斯含量方面, 煤层比较低, 其瓦斯相对涌出量、绝对涌出量分别为0.1737m3/t、2.2902m3/min, 二氧化碳的相对涌出量、绝对涌出量分别为0.2863m3/t、2.7745m3/min, 可以说, 该矿井是低瓦斯、低二氧化碳矿井。

2 工作面CO异常超限原因分析

2.1 外因分析

(1) 120201工作面开切眼周围及上部没有与其他采空区相连, 且滞后110206开切眼近200m, 因此可以排除其它采空区向工作面渗透CO气体。 (2) 120201工作面自8月8日开采以来, 只有在8月14日和8月20日分别在工作面使用过电焊, 但使用地点都在5#支架以下, 并且工作面8#支架以下一直有积水。

2.2 内因分析

可燃物条件:浮煤、生活垃圾等杂物出现在开切眼调车硐室内。供氧条件:自施工到工作面安装期间, 开切眼调车硐室一直采用扩散通风。聚热环境:在矿井内部, 由于长期通风不良, 开切眼调车峒室在一定程度上为煤柱、可燃物聚热创造了便利条件。自燃时间条件:从4月5日施工结束至8月22日, 120201进风巷废巷回采时间共计139天, 超过了最短发火期23天。

3 工作面CO异常超限处理

3.1 第一阶段:综合实施防灭火措施

(1) 向采空区通过工作面进风巷采空区预埋注氮管路, 注氮量为1200m3/h; (2) 在工作面上巷, 通过预埋的灌浆管路, 进而在一定程度上向采空区进行注水, 每日的注水量为1000m3 (120201综采工作面注氮灌浆系统图见图1) ; (3) 在工作面支架的顶部, 从上向下向采空区每隔20架施工一钻孔下套管向采空区进行注水; (4) 为了阻止CO气体外泄, 在上下隅角及工作面支架后部设置挡风帘; (5) 为了工作面增压, 通常情况下, 需要在下隅角处设置一趟风筒; (6) 制定和完善防灭火措施, 由于工作面设备运行与采取防灭火措施之间相互影响, 进而在一定程度上影响了生产的正常进行。

3.2 第二阶段:工作面封闭注氮阶段

对于工作面采空区的煤炭自燃, 在一定程度上难以通过综合防灭火措施进行有效地控制, 并且工作面156#支架在8月30日出现烟雾, 在110206下运巷向120201切眼施工的钻孔附近9月2日也出现明显的烟雾。

3.2.1 封闭工作面

对于工作面通过临时密闭、封闭的方式进行相应的处理, 在距工作面50m处的工作面上、下顺槽分别设置相应的板闭, 对临时密闭板材搭接处与巷道围岩接触处采用快速密闭材料进行喷涂处理, 在风巷板闭另用2根4寸钢管装截止阀形成排气管。

3.2.2 工作面封闭注氮时的通风系统

在工程项目施工过程中, 为了避免进、回风两巷封闭后进一步形成盲巷, 在掘锚机通道的120201回风巷口向上20米处, 各安设一台11k W局扇, 如图2所示。

3.2.3 工作面封闭注氮期间封闭区域内的CO气体变化状态

A、封闭区内的氧气变化趋势:在封闭注氮的第2天 (9月4日) , 累计注氮约70000m3, 封闭区域内的氧气浓度基本下降至5%以下。

B、封闭区内的一氧化碳气体变化趋势:封闭2天后, 封闭区域内的一氧化碳气体浓度有明显的下降趋势, 从最高30000PPm, 下降至5000PPm以下。

C、封闭区内的其它气体变化趋势:在封闭区内, 最初氧化过程不是随着氮气量的增加, 氧气量的减少而氧化速度变缓, 而是随着封闭区内氧气含量的减小, 封闭区域内各种气体达到一个平衡后, 遗煤的氧化速度才能变缓。

3.3 第三阶段:工作面启封和排氮

(1) 首先进行锁风探查, 即:在进风巷密闭的左上角处拆除两块木板, 形成一个不大于0.5m2的孔洞, 先使风筒偏离孔洞, 然后逐渐靠近。 (2) 排氮:在施工过程中, 分别对工作面进、回风流区域设置相应的警戒, 并且在工作面进、回风流区域的CO的浓度小于24ppm, O2的浓度大于18%、CH4的浓度小于1%、CO2的浓度小于1.5%, 在此基础上, 先打开排气孔, 然后对进、回风两巷的板闭进行逐渐的拆除。

3.4 第四阶段:均压防火阶段

3.4.1 120201综采工作面通风系统及压能分布状况

(1) 设置工作面的通风系统。对于120201综采工作面来说, 由于上顺槽对应着进风巷, 下顺槽对应着回风巷, 按照相应的设计要求, 工作面的进风量通常为850m3/min, 但是在作业过程中, 实际进风量为960m3/min。

(2) 120201综采工作面通风阻力及风量分布。

A、工作面压能分布图:通过选择、确定适宜的比例, 并且画出对应节点的等压线, 在等压线上确定适当的点, 同时将该点作为节点的位置。

B、均压区域控制目标:对于通风系统的阻力分布、采空区的漏风压差等, 通过压能图可以清楚地看出, 选择工作面上隅角为调压的参考点, 进而在一定程度上确定工作面调压参考点的调压值, △hme为:△hme=14.96-13.31=1.65 (mm H2O) =16.5 (Pa) 。

3.4.2 设计工作面均压方案

采用“U型”负压对工作面进行相应的通风处理, 120201的上顺槽、下顺槽分别对应着进风巷和回风巷, 使得采空区的漏风量在一定程度上大大增加。

增压具体设计方案为:

(1) 设计原则。

A、维持原综采工作面设计风量。

B、采用风窗。

(2) 均压参数计算。

由于保持工作面原有风量不变的调节。则调压值为:

式中, △hme、hf、hw分别代表调压值, (Pa) 、辅助通风机的工作同风压, (Pa) 、调节风窗对风流所产生的阻力, (Pa) 。

(3) 调节风窗的设置。

在下顺槽中选择合适的位置, 同时设置两道风门, 风门之间的间距控制在6m。将一个矩形带拉板的窗口设置在风门的上方, 同时在其下方设置自动闭锁封门。

(4) 调节风窗开启面积的计算。

式中, Sw、S、Q、hw分别代表:开启调节风窗的面积, (m2) 、风窗处的巷道断面, (m2) 、工作面供风量, (m3/s) 、风窗调节对风流产生的阻力, (Pa) 。

(5) 通风机的选型。

选择相应的防爆通风机型号及其主要参数为:型号、功率、风量、风压分别为FBDNo7.1/3×75型二级对旋式局部防爆风机、2×75k W (对旋风机) 、400~1150m3/min、820~9800Pa。

(6) 辅助通风机的设置。

A、上顺槽的风机设在120201回风巷 (进风流) 内距工作面200米处, 共4台。

B、在进、出风口共同各设置一道板墙或轻质预制块墙, 墙中间设风门。

C、选择的风机满足风量要求, 但风压偏大。

D、为了提高相应的调压效果, 安装辅助风机后, 需要测试调压工作面的风量和辅助通风机两侧风流的压差。

(7) 均压系统。

根据120201综采工作面通风系统和均压要求, 在120201回风巷 (进风流) 安装辅助局扇, 在下运巷安装调节风窗。

3.4.3 均压系统的动态监测

为了对调压效果进行观测, 需要将压差计安设在调节风门上, 进而在一定程度上通过安全监控系统动态监测调压区的压力变化情况。

3.5 第五阶段:正常生产阶段

对于该工作面来说, 截止到12月底, 其累计推进600米, 并且120201下隅角、回风流、采空区等的一氧化碳比较稳定, 同时并呈现不断下降的趋势。

4 效益评价

4.1 通过相应的技术实践, 进一步增加了羊场湾煤矿120201复合煤层大采高工作面的产量, 其年产量高达800万吨。

4.2 随着对CO异常超限进行技术处理, 以及相应的实践的研究, 今后宁东矿区大采高工作面将会逐渐增多, 进而在一定程度上可以有效地防止大采高工作面出现自燃现象, 该技术在集团公司各矿井类似条件下得到推广性使用。

摘要：羊场湾矿现采2#煤层为高韧性易自燃煤层, 在回采过程中, 实施以管风防火为主, 注氮、灌浆等为辅的综合防灭火措施, 在防治煤炭自然发火方面取得了一定的成绩。本文通过对120201大采高综采工作面CO异常超限处理进行总结和分析, 旨在探索解决易自燃大采高工作面CO异常超限的处理途径。

关键词：易自燃煤层,大采高工作面,CO异常超限,防治技术,实践

参考文献

[1]王星伟, 祁永杰.易自燃煤层大采高工作面CO异常超限防治技术实践[J].中小企业管理与科技 (下旬刊) , 2012 (01) .

[2]李俊武.磁窑堡二矿试验综放面综合防灭火技术研究[D].西安科技大学, 2005 (01) .

[3]肖雷.汝箕沟煤矿煤层自燃防治技术研究[D].西安科技大学, 2005 (04) .