CN102828767A

CN102828767A - 采空区自然发火防治方法

Info

Publication number: CN102828767A
Application number: CN2012102506659A
Authority: CN
Inventors: 王立兵; 王爱国; 赵君; 郭万忠
Original assignee: Datong Coal Mine Group Co Ltd
Current assignee: Datong Coal Mine Group Co Ltd
Priority date: 2012-07-19
Filing date: 2012-07-19
Publication date: 2012-12-19

Abstract

本发明公开涉及煤矿安全技术，公开了一种防灭火效果好的采空区自然发火防治方法，包括：注氮，注氮点离工作面30-60米，液氮量为2000m³/h；减少采空区漏风量，减少工作面压差，将工作面压差控制在120Pa以内，并在采空区进、回风侧由于顶板形成悬臂梁而不能冒落严实的区域进行堵漏，及时密闭采空区的横川；加快工作面推进速度，工作面进度为4m/d；提高回采率，将遗煤厚度控制在1.3米以下。本发明提出了以“注氮为主，堵漏限风、加快推进速度和提高回采率为辅”的综放工作面采空区综合防灭火措施，并给出了措施实施参数，该方法可提高采空区的防灭火效果，保证首采工作面的顺利开采。

Description

采空区自然发火防治方法

技术领域

本发明涉及煤矿安全技术领域，具体是一种采空区自然发火防治方法。

背景技术

矿井火灾是煤矿的重大自然灾害之一。矿井火灾不仅能使矿井遭受巨大的物质损失，同时它也是导致井下职工伤亡的重要根源。煤矿井下自然发火产生的有毒有害气体和引发的火灾气体、瓦斯爆炸等事故，严重威胁矿工生命安全，恶化自然环境，已经成为制约煤矿安全生产的关键因素之一。随着科技进步和管理水平的提高，我国煤矿的百万吨发火率虽然逐年下降，但我国煤矿自燃火灾仍较为严重。新疆现有煤田露头自燃火灾42处，燃烧面积达104km²，每年烧毁煤量1亿多吨。我国北方七省煤田火区共有56处，累计燃烧面积达720km²，己烧毁煤量约42亿吨以上。大面积的煤田露头自燃火灾造成资源的巨大浪费，而且严重污染周围环境，影响地面工农业生产和人民正常生活及身体健康。我国大中型煤矿中自然发火危险的煤矿占大中型煤矿总数的72.86％，I、II级自然发火危险的矿井占到矿井总数的48.01％，而无自然发火危险的煤矿仅占10.82％。煤矿井下自燃主要发生在采空区、压裂的煤柱等地点，其中以采空区最为严重。根据统计资料，采空区自然发火次数占火灾总数的60%，巷道煤柱自然发火占29%，其它地点自然发火占11%，所以防治采空区自然发火对防治煤矿自燃事故具有非常重要的意义。

引起自然发火的主要原因除煤本身的自然发火倾向外，还经常与以下因素有关：（1）供风量大引起采空区漏风量大，进而采空区内部供氧充分，是导致采空区自然发火.（2）在开采初期，工作面的推进速度慢是引发自然发火的另一个主要原因，慢的推进速度使采空区全部处于氧化升温带中，持续升温，最终导致自然发火。（3）在开采初期，采空区水平尺寸小，受四周煤壁的支撑，冒落矸石受压较小、呈松散堆积状态、孔隙率大、渗透系数大、漏风通道顺畅，采空区漏风量大，供氧充足，使采空区遗煤不断氧化升温。（4）开采初期，在初次来压前基本不进行放顶煤，顶煤回收率低、遗煤量大，加之开采初期没有相应的注氮、注浆等防灭火设施，大量的遗煤处于松散堆积也是导致自然发火的重要原因.

目前多采用灌浆和喷洒阻化剂进行防灭火，其缺点是可操作性不强，防灭火效果有限。

发明内容

本发明的目的提供一种防灭火效果好的采空区自然发火防治方法。

为实现上述目的，本发明采用的技术方案是：

一种采空区自然发火防治方法，包括：

（1）注氮，注氮点离工作面30-60米，液氮量为2000m³/h；

（2）减少采空区漏风量，减少工作面压差，将工作面压差控制在120Pa以内，并在采空区进、回风侧由于顶板形成悬臂梁而不能冒落严实的区域进行堵漏，及时密闭采空区的横川；

（3）加快工作面推进速度，工作面进度为4m/d;

（4）提高回采率，将遗煤厚度控制在1.3米以下。

自然发火防治的前提是找到最高温度点，采空区最高温度点多数都位于进风侧，而非回风侧。理论分析表明，采空区温度由多种因素制约。但首要的是此处产生的热量，它与氧浓度和温度均呈正相关性，因此发火点必然经历了高浓度氧气的漏风过程；采空区中漏风由于氧化而不断消耗氧气，其浓度沿风流流动路线，逐步降低，在回风侧的采空区中漏风氧浓度远低于进风侧，因此高温点是位于进风侧。由于回风隅角是采空区的漏风汇，而自燃产生的有害气体和烟雾都从此处流出采空区，往往会误认为高温点靠近回风隅角。

氮气是空气中的主要成分，它具有无毒、无臭、易于与空气相混合等优良特性。氮气灭火时，可以向空间任何位置进行扩散，从而将氧气排挤出去，使火区中因氧含量大大降低而将火源熄灭，或者使采空区中因氧含量不足而使遗煤不能氧化自燃；注入氮气还能使存在瓦斯和一些其它可燃气体的区域失去爆炸的危险性；液态氮还可以吸收大量的热量，降低火区温度；氮气灭火不会造成机械设备和井巷设施的污染或损坏，灭火后可较快恢复生产。

对于封闭的采空区，为了更好的发挥注氮防灭火技术的优势，在注氮时应均压注氮并配合使用其它堵漏风措施，减少氮气随漏风的流失量，从而起到防灭火的作用。对于生产工作面后部敞开式的采空区，由于工作面的通风需要，风流压差不可避免，而且由工作面的风阻及风量所决定，采空区漏风是不可避免的。正是由于工作面后部的采空区存在漏风，才使得采空区有自然发火危险。注入采空区的氮气，使得采空区内的氧气浓度降低，但氮气会不断流出工作面。因此，综放工作面注氮防灭火需要不断地向采空区注氮，才能使采空区内一定范围内的氧气浓度降低，一旦注氮停止，氧气浓度将会升高。换句话说，注氮防灭火不可能将氮气封闭在采空区中，而是在采空区漏风无法制止的条件下，使漏入采空区的空气中氧气浓度降低。

对于正常回采的采煤工作面，采空区内客观存在着“三带”（即冷却带、氧化带、窒息带），“三带”的宽度不仅与工作面上下端的风压差和漏风量成正比，而且与工作面的长度及采空区冒落程度有关系。采空区漏风与工作面通风形成并联通风系统，工作面风量的大小直接影响着采空区内“三带”的宽度。由于只有处于氧化带内的煤体才有可能出现自然发火，

工作面风量越大，氧化带宽度越宽，氧化带内煤体氧化条件越好、时间越充分、产生热量越多，就越有可能出现自然发火。因此，对于开采容易自燃的工作面，要在保证工作面瓦斯、温度等符合《煤矿安全规程》的前提下，尽可能采取低风量安全通风，以减小氧化带宽度，防止采空区发火。

在其它条件相同时，工作面推进速度直接影响采空区高温点的位置和温度值，随着工作推进速度的加快，采空区最高温度降低，这是因为推进速度加快，使得遗煤在氧化升温带的时间缩短，采空区遗煤还没有充分氧化就进入了窒息区，氧气浓度下降，氧化强度逐渐减弱直至停止。在移动坐标下，采空区的冒落矸石向后移动的速度等于工作面的推进速度。工作面的推进速度越大，则采空区的冒落矸石向后移动的速度也越大，越易将氧化放热带走，使采空区的温度不易上升。

采空区遗煤为自燃提供燃料，采空区遗煤量越大给自然发火带来的潜在危险越大，所以研究采空区的遗煤厚度对采空区内部多物理场时空分布规律是非常重要和必要的。

本发明提出了以“注氮为主，堵漏限风、加快推进速度和提高回采率为辅”的综放工作面采空区综合防灭火措施，并给出了措施实施参数，该方法可提高采空区的防灭火效果，保证首采工作面的顺利开采。研究成果在同煤集团乃至全国具有自然发火危险矿井中都具有广阔的推广应用前景，在实现节能减排，保证矿工生命和国家财产安全方面具有积极效果。

附图说明

图1为注氮点位置与采空区最高温度的关系。

图2为采空区注氮管路布置示意图。

图3为粉煤灰墙封堵漏风的平面示意图。

图4为粉煤灰墙封堵漏风的剖面示意图。

图5为工作面推进速度与采空区最高温度之间关系。

图中，1-液氮总管，2-流量表，3-阀门，4-第一注氮支管，5-第二注氮支管，6-煤壁，7-粉煤灰墙，8-采空区。

具体实施方式

本发明所述的一种采空区自然发火防治方法，包括：

（1）注氮，注氮点离工作面30-60米，液氮量为2000m³/h；

（3）加快工作面推进速度，工作面进度为4m/d;

（4）提高回采率，将遗煤厚度控制在1.3米以下。

以同煤集团同忻矿8101工作面为例，对本发明要求的保护的技术方案做具体说明。

1.采空区注氮防灭火

1.1注氮防灭火的作用

在对一个综放工作面做注氮防灭火方案设计时，应依次确定注氮条件、注氮口位置、注氮量等参数。

从理论上来说，向火区或者氧化自燃区域注入氮气惰化，可抑制浮煤氧化放热。但从经济上考虑，只有满足一定条件时，才能开始注氮。

随着工作面的不断向前推进，采空区也不断向后做相对移动，使得升温氧化带进入窒息区，随着氧浓度的下降温度不再升高。根据能量守恒原理得采空区浮煤氧化产生的热量Q ₀等于采空区岩石向后移动带出的热量Q ₁和采空区漏风带出的热量Q ₂以及向周围煤岩传热量Q ₃之和。即：

（7-1）

设某矿工作面长度为l米，工作面推进速度v ₀，采空区总漏风量为M，空气比热为c ₀，进风温度为t ₁，回风温度为t ₂，采空区垮落高度为h，岩石密度为ρ，比热为c临界自燃温度为t _c，原始岩温为t ₀，采空区温度不均衡系数k，则氧化带的高温岩石甩进窒息带，这个过程带走的热量为：

（7-2）

由于采空区漏风带走的热量为：

Figure 2012102506659100002DEST_PATH_IMAGE003

（7-3）

采空区向周围煤岩传热量相比其它几个热量较小，可以忽略即Q₃≈0。采空区漏风的氧气和煤氧化产生的热量为

（7-4）

其中：C _N——漏风的氮气浓度，一般取79%;

q——氧气和煤氧化的单位放热量，全生成CO为221180，全生成CO₂为393510，J/mol;

将式（7-2）、（7-3）和（7-4）代入式（7-1）得

（7-5）

结合同忻矿的实际，垮落高度h取为14m，工作面长度199.5m，采空区总漏风量M为424.8 m³/min，岩石密度ρ为2.895 g/cm³，比热c为920J/

℃，临界温度t _c取自燃加速的70℃作为临界值，原始岩温t ₀为28℃，进风温度t ₁和回风温度t ₂分别为21℃和26℃，空气比热为c ₀为1000J/kg.℃，采空区温度不均衡系数k=1.15。

数值带入公式（7-5）可得：v ₀=1.52m/ d。

即当工作面推进速度小于1.52米/天时，就应该向采空区注氮，降低氧气的浓度，从而使得温升不会超过煤自热临界值70℃，确保采空区不会发火。

注氮通常不会影响采空区的总漏风量，因此假定采空区的总漏风量不变，注氮量为M_N，注氮浓度为C_L，则采空区漏风中的氧气和煤氧化产生的热量为：

Figure 2012102506659100002DEST_PATH_IMAGE007

　（7-6）

由式（7-6）可知，当注氮量M_N和注氮浓度C_L提高时，采空区氧化放热量将减少。由式（7-1）、（7-2）、（7-3）和（7-6），可得到采空区最高温度为

　（7-7）

由上式可以看出，采空区最高温度也随注氮量M_N和注氮浓度C_L的提高而降低。

以上两个公式将采空区看成一个整体，粗略得到了注氮量和注氮浓度对氧化产生的热量及采空区最高温度的关系。虽然不能保证定量计算的准确性，但只少说明了其定性关系和注氮防灭火的基本原理。

由于采空区自然发火的复杂性，本项目以数值模拟方法，研究注氮引起采空区各场的变化，从而确定合理的注氮参数。

1.2采空区注氮数值模拟及参数确定

根据8101工作面开采实际，工作面平均推进速度为4m/d，采空区宽度210米，倾角0°，工作面通风阻力为120Pa，采空区的遗煤平均厚度为1.3m。工作面的进风温度为22.5℃，冒落岩石原始温度为23.1℃，煤的密度为1400kg/m³，煤的平均比热为1150J/（

℃），采空区的计算深度取300米。

注氮防灭火技术是防治综放工作面采空区自然发火的有效方法之一。当氮气注入采空区后，在不改变采空区内部气体压力场分布的情况下，氮气的充入降低了采空区内部氧气的浓度，从而达到惰化采空区并抑制采空区自然发火的目的。目前的注氮防灭火方法，影响其效果的因素主要是注氮点位置和注氮量。

通过数值模拟研究，发现注氮点离工作面的距离对采空区内的氧浓度、气体温度和气体压力场的时空分布有一定的影响。在注氮量为2000m³/h时，沿进风巷埋管注氮，注氮点的深度分别为20米、25米、30米、35米、40米、50米、60米和80米时的压力分布和气体温度分布如图1所示。

从图1中可以看出，注氮点太浅或者太深都会使得注氮效果不理想，注氮点为30m左右时采空区冒落煤岩的最高温度最低，故最合适的注氮点是离工作面30米。

当注氮点小于30米时最高温度迅速上升，起不到到应有的惰化采空区目的；而注氮点太深时，距窒息带太近，对浅部氧浓度的稀释作用不大，同样起不到惰化采空区目的。因此，考虑现场施工工艺，建议采用双管迈步式注氮方式，注氮点位置控制在距离工作面30~60米的范围之内。

1.3注氮工艺

根据同忻矿实际，应采取主管-分支管路单一注氮点迈步式注氮方法，如图2所示。注氮主管1布置在进风顺槽中，在进风巷道一侧，将第一注氮支管4和第二注氮支管5沿进风顺槽预先埋入采空区并采用双管路进行铺设，两个注氮支管前端各连接长约1.0m的花管，花管用相对大块岩石掩埋，以免注氮口被堵塞。每个氮气释放口分别与一根支管连接，以便于单独注氮控制。氮气释放口进入采空区窒息带不需注氮时，关闭支管并切断其与注氮主管路的联系。每个注氮支管与注氮主管1之间用阀门3连接，并在管路上安装流量表2。

考虑到氮气释放口的有效扩散半径和采空区“三带”的动态变化规律，合理确定注氮条件、注氮地点、注氮口间的距离、注氮时间和注氮口转换周期等，使氧化自然带始终处于被注入氮气惰化覆盖的状态，从而有效地抑制采空区自然发火。工作面每推过30m(即氮气释放口间距)，依次埋入下一个注氮释放口及支管，此时与上一个注氮支管外部连接的主管路上的三通、控制阀、流量计及一段主管均可回收，注氮量为2000m³/h。

2.减少采空区漏风量防灭火

2.1 减少工作面供风量和压差防止自然发火

工作面压差越大，采空区漏风越严重，漏风造成采空区内空气深入相对较深的位置从而使得氧浓度的分布更深入采空区，进而采空区深部供氧量加大；漏风量的加大虽然带走了相对较多的热量，但由于遗煤的氧化升温作用远大于漏风风流的降温作用，从而造成工作面压差越大，采空区漏风越大，采空区内遗煤氧化供氧越多，遗煤氧化升温使得采空区内温度也越高。

工作面压差增大造成采空区高温区向采空区纵深方向和回风侧方向推移。其原因主要是当全压差较小时，向采空区漏风量较小，漏风深度也小，为遗煤缓慢氧化提供的氧气量减少，漏风中的氧气在沿流线流动过程中很快被耗尽，使采空区的深部及回风侧的气体中氧气浓度过低，不能继续氧气升温；当加大工作面全压差时，采空区漏风量加大，漏风深度更大，在采空区更大的范围内氧气浓度较高，回风侧的风流氧气浓度也相对较高，因此在采空区遗煤氧化放热的范围加大，导致采空区高温区向采空区深部和回风侧方向推移。

随着工作面全压差的增大，采空区最高温度呈现非线性增加关系。这主要是因为增大工作面压差，使得采空区漏风速度加大，流进采空区氧气量增加，加快了采空区内遗煤的氧化放热反应，氧化带宽度变大，遗煤氧化放热时间变长，从而使采空区温度更高。

因此，经过对同类型煤矿条件的调查统计及分析，在实际生产过程中应尽量降低工作面压差，把工作面压差控制在120Pa以内。

2.2堵漏防灭火

根据达西定律，在漏风压差固定的条件下，采空区的漏风量与其渗透系数成正比。在工作面进回风侧进行封堵，减少工作面漏风通道，增大工作面气密性，进而减小工作面采空区松散煤岩的渗透系数。

根据采空区内三带观测及数值模拟结果，工作面回风侧以里150m以后才进入采空区窒息带，氧化升温带宽度大，表明采空区漏风严重，对这样的采空区单纯实施注氮防火，很难取得好的防火效果。前面已经分析，采空区的孔隙率及渗透系数在进风侧和回风侧的采空区边缘处最大，为减少采空区的漏风量就必须对采空区进、回风侧由于顶板形成悬臂梁而不能冒落严实的区域进行堵漏。采取的堵漏措施为：在进回风口用粉煤灰形成一堵墙，阻断采空区的漏风，从而达到防止采空区浮煤自然发火。

如图3、4所示，进行堵漏时，在进、回风侧沿工作面推进方向上错位布设粉煤灰墙6，墙体的具体尺寸视采空区垮落程度；具体是先在进风侧距离工作面煤壁3-5米的采空区6布设粉煤灰墙7，其后每隔一天布设一道粉煤灰墙7，距离为8-12m，回风侧和进风侧每两天交替各布设一堵粉煤灰墙7。

3.加快工作面推进速度防灭火

工作面推进速度为4m/d时，采空区内部最高温度在52^oC以上，高温区域的位置位于进风侧，距离工作面100m左右。工作面推进速度直接影响采空区内部温度的累积（蓄热），相对而言推进速度越快，采空区自然发火几率越小。

工作面的推进速度对采空区自然发火影响较大，当推进速度越慢，采空区内部高温区越靠近工作面，温度值也越高。如果超过了临界温度就会发生火灾。图5为作面推进速度与采空区最高温度之间关系，例如当推进速度为1.6m/d时，采空区内部高温区出现在距离工作面161m处，最高温度达到168℃，说明该推进速度必然会引起自燃。因此，适当的加快推进速度，可以降低采空区内部最高温度的同时，还可以将高温度点的位置抛到采空区深部，从而保证采煤工作面的安全生产。因此为了防止采空区自燃和保证工作面的安全生产，工作面每天的推进速度不小于4米，如遇特殊情况应采取相应的预防自燃措施。

4 提高回采率防灭火

采空区遗煤为自燃提供燃料，采空区遗煤量越大给自然发火带来的潜在危险越大，所以研究采空区的遗煤厚度对采空区内部多物理场时空分布规律是非常重要和必要的。在其它参数保持不变的条件下，工作面压差控制在120Pa，改变遗煤厚度，进行模拟及试验，发现遗煤厚度越薄，气固温度的最高区域的温度值越低。减小采空区遗煤厚度可以有效预防采空区自燃。对比不同遗煤厚度采空区内温度分布结果，遗煤厚度尽可能控制在1.3米以下。

Claims

1.一种采空区自然发火防治方法，其特征在于包括：

注氮，注氮点离工作面30-60米，液氮量为2000m³/h；

减少采空区漏风量，减少工作面压差，将工作面压差控制在120Pa以内，并在采空区进、回风侧由于顶板形成悬臂梁而不能冒落严实的区域进行堵漏，及时密闭采空区的横川；

加快工作面推进速度，工作面进度为4m/d;

提高回采率，将遗煤厚度控制在1.3米以下。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述的液氮是将注氮主管（1）布置在进风顺槽中，在进风巷道一侧，将第一注氮支管（4）和第二注氮支管（5）沿进风顺槽预先埋入采空区并采用双管路进行铺设，两个注氮支管前端各连接长约1.0m的花管，花管用岩石掩埋。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：堵漏时，在进、回风侧沿工作面推进方向上错位布设粉煤灰墙（6），具体是先在进风侧距离工作面煤壁（8）3-5米的采空区（6）布设粉煤灰墙（7），其后每隔一天布设一道粉煤灰墙（7），距离为8-12m，回风侧和进风侧每两天交替各布设一堵粉煤灰墙（7）。