星村煤矿深井巷道煤层自燃危险性分析与防治 采矿工程毕业论文.doc

星村煤矿深井巷道煤层自燃危险性分析与防治摘 要 通过分析星村煤矿煤层巷道的自燃危险性，结合实际煤层自燃隐患产生的地点，提出了防治的手段，达到了预防火灾事故的目的。关键词 深井；煤层巷道；自燃危险性；分析；防治- 20 -1 概述星村煤矿开采深度已超过1000m，属典型的深井开采；前期副井进风、主井回风，中央并列式通风，后期西翼三采区增加进风井，为混合式通风；主采的3煤自燃倾向性鉴定吸氧量0.59-0.78ml/g干煤，属易自燃煤层；煤尘爆炸指数38.86-38.90%，具有强爆炸性；瓦斯含量较低，历年鉴定为低瓦斯矿井。煤巷施工采用综掘、普掘工艺，锚杆、钢带、锚索联合支护，一般选215kw对旋式高效低噪音局部通风机配合800直径抗静电阻燃风筒通风；采煤工作面采用综采放低位顶煤工艺，自然垮落法管理顶板，轨道顺槽进风、运输顺槽回风的“u”型下行通风方式。1.1 瓦斯矿井自2006年建成投产以来，历年瓦斯等级鉴定结论为低瓦斯矿井。2010年度矿井瓦斯等级鉴定结果：矿井绝对瓦斯涌出量0.00m3/min，相对瓦斯涌出量0.00m3/t；矿井绝对二氧化碳涌出量5.18m3/min，相对二氧化碳涌出量2.77m3/t。矿井无高瓦斯区，为低瓦斯矿井。1.2 煤尘2005年1月和3月分别委托煤炭科学研究总院抚顺分院对煤尘爆炸性进行鉴定，鉴定结果为主采2、3煤层的煤尘均具有强爆炸性，煤尘爆炸指数分别为42.82%和38.90%。1.3 煤的自燃2005年1月和3月分别委托煤炭科学研究总院抚顺分院对煤层自燃倾向性进行鉴定，鉴定结果为2、3煤层均为类自燃煤层。2006年5月，西安科技大学与星村煤矿进行项目合作，并出具星村煤矿煤样自燃特性测试报告，根据测试报告，星村煤矿开采的3煤层在起始温度为27.7时实验最短自然发火期为52天，统计煤层最短自然发火期为31天。1.4 地温 根据星村煤矿精查地质报告，该区平均地温梯度为2.0/100m，属正常地温区。由测温资料看出，3煤层是一良好隔热层，其上、下具有不同的地温梯度，3煤之上地温梯度为1.5/100m，3煤层之下地温梯度为2.9/100m。采区3层煤最大深度为1350m，按地温梯度计算地温为42。2 星村矿煤层自燃特点星村矿所采煤层石炭二叠系煤层，煤层均为低中灰、高挥发分气煤，主采3号煤为低硫特低硫、特高热值煤。井田瓦斯含量较低，但由于煤层埋藏深，构造发育不一致，有局部瓦斯聚集可能。根据自燃发火倾向试验结果井田内各煤层均存在自然发火倾向。与井田邻近的兖州矿区煤层以20为起始温度的最短实验自然发火期一般在30-50天之间，星村矿主采煤层与兖矿集团各矿相同，其自然发火期预计也在此范围。星村矿在煤层自燃和防灭火方面还有以下特点：2.1 煤层埋深大、地温高井田范围内，主采3煤一般在-900水平左右，其埋深达到约1000m。根据钻孔测温资料，3煤层为良好的隔热层，3煤层之上、之下具有不同的地温梯度。3煤层之上地温梯度为 1.5 /100m，3煤层之下地温梯度为 2.9 /100m，属正常地温区。首采区3煤层最大深度为1350m，按地温梯度计算地温为42。起始温度越高，则煤的自然发火期越短。根据煤样自然发火实验，平均粒度为4.74mm的东滩煤以30为起始温度的自然发火期约52天，即该煤样以42为起始温度的最短实验自然发火期仅为40天左右，因此星村矿发生煤层自燃危险很大。2.2 地压大、巷道周围煤体易破碎星村矿开采煤层由于埋藏深度大，地压也非常大。井下可以看到许多地段出现底鼓现象。在煤层中掘进巷道时，巷道中经常出现冒顶，形成空洞。采用锚网支护的地段，可以看到锚杆之间的煤体外鼓，即锚网内兜有大量松散煤体，采用钢棚支护时，棚顶常堆积有大量松散煤体。这些松散煤体较多的地段都是易自燃区域。2.3 地质构造相对较复杂，断层带较多星村矿井范围内存在大量断层等构造，在断层带附近煤层比较破碎，漏风也相对较严重，因而容易发生煤层自燃。顺槽等大量巷道均沿煤层掘进，并且巷道服务期限一般都比较长，在巷道掘进到断层带附近时，漏风向松散煤体供氧，因此，断层极易发生自燃。2.4 综放开采自燃较严重星村矿采用综采放顶煤开采技术，极大地提高了生产效率。但由于综放开采顺槽沿底板一次掘出，服务时间长，顺槽顶煤较厚，且过旧巷或断层时，煤体较破碎、易于离层、压裂冒落，使得巷道煤体自燃危险性增加。综放面两道端头支架处顶煤放出率低，采空区留有大量浮煤，且工作面推进速度相对较慢，采空区浮煤易自燃，尤其是开切眼和停采线附近，由于不放顶煤，工作面安装撤架时间较长，使其更易发生自燃火灾。主要发火点为顺槽巷道顶煤、相邻采空区松散煤体和综放工作面采空区容易发生自燃。因此，综放面自燃危险性更大，防治难度更大，主要表现在：（1）综放开采的丢煤相对增加，特别是工作面采空区周边的丢煤相对增加，加大了采空区自燃发火可能性；（2）顺槽沿煤层底板掘进，巷道顶煤易破碎甚至冒顶，极易自燃，且常规的防灭火手段难以奏效。基于以上原因，星村矿井下比周围矿区煤层更容易发生自燃，煤层自燃将会成为影响矿井安全生产的最重要灾害之一。2.5 煤层最短自然发火期2.5.1自然发火期预测的人工神经网络模型及其学习煤自燃在低温阶段的升温速率非常缓慢，但温度超过150后，供氧适宜的条件下，几乎所有的煤在1d以内温度就会升高到着火点。因而本文仅研究煤从常温到150范围的耗氧速率及co、co2产生率与发火期间的非线性关系，并据此预测煤的自然发火期。采用s型函数的前向三层人工神经网络表征这种关系，网络的输入层为煤样在30、40、50、60、70、80、90、100、120、150下的耗氧速率、co产生率和co2产生率，是一个n=30维向量。网络第一层有l=20个神经元，第二层有k=15个神经元，第三层为输出层向量，其期望值为煤的自然发火期，有m=8个神经元。通过自然发火实验测定的发火期一般只能精确到1天，因而神经网络输出只取整数。神经元的变换函数采用sigmoid函数。由于网络的输出值容易接近0或1，故将煤的自然发火期转换成二进制数，共有8位，即可实现发火期从0到255天的预测。预测精度理论上可达到1d，与煤自然发火实验精度相同。煤自燃过程特征温度tg实验研究目前热分析方法共分为九类十七种，其中主要和常用的热分析法是热重分析法(thermogravimetry,tg)、差热分析法（differential thermal analysis,dta）、差示扫描量热法（diferential scanning calorimetry,dsc）。热重法是在程序控制温度下，测量物质的质量与温度的关系。通常热重分析法分为两种类型：非等温热重法和等温热重法。非等温热重法是在程序升温下测定物质质量变化与温度的关系；等温热重法是在恒温下测量物质质量变化与温度变化的关系。等温法常需要在较宽的温度范围内进行实验，虽然比较准确但是比较费时，目前采用的较少。非等温法简便、实用、应用广泛。本次实验就采用非等温测量法。差热分析是在程序控制的温度下，测量物质与参比物质之间的温度差与温度的关系。差示扫描量热法是在程序的控制温度下测量输入到物质和参比物的功率差与温度的关系。从煤的tga和dtg曲线，可以清楚地看到煤从室温开始被空气氧化达到着火点以至燃烧结束时煤重量及煤氧复合速度变化的全过程。2.5.2 热重实验本实验采用德国耐驰公司的tg209热重分析仪，如图1a和1b所示，其相关参数如下：温度范围：室温至1000承重最大值：1.0g灵敏度：0.1天平精确度：0.1%载气流量：载气90ml/min；保护气体10ml/min加热速率：0.1-50/min，最小间隔为0.01/min样品盘：铂坩埚。所有煤样都是在空气中破碎、筛分，然后通入氮气冲洗30min，最后装入磨口瓶中。图1a 实验装置图1b 热重分析仪示意图2.5.3 实验条件在实验室空气氛围中将煤样粉碎：(1)粒度：煤样筛分为：0.074-0.088mm、0.088-0.098mm、0.098-0.15mm、0.15-0.2mm、0.2-0.3mm、0.3-0.45mm六种不同粒度。 (2)气氛：对于每一种粒度范围煤样通入氧浓度为5、10、13、15、21的氧氮混合气体。(3)样本量：10mg、20mg、30mg。(4) 所有实验样品均在样本室内静放5分钟后，所有样本均是采用非等温热重法由室温30升高到400。升温速率为5/min。通气量3060ml/min。温升过程使用stc控制功能可以精确控制样本温度。2.5.4 实验结果分析热重分析仪在实验过程中根据实验条件由计算机设定程序采集实验数据，对失重过程中的煤样随温度变化时质量的变化进行记录，并绘制成热失重曲线（tg曲线），对于tg曲线进行微分分析可以得到失重速率曲线（dtg曲线），即根据tg曲线计算出的瞬时失重速度。其中tg曲线反应了煤氧化升温过程中煤重的变化情况，煤重的变化是由煤氧复合与各种气体的脱附、逸出造成的，dtg曲线反应了煤氧复合速率与各种气体产生率之间的关系。这两条曲线的特征反映了煤样的反应状况，而曲线的变化过程是整个反应过程的外在表现，对曲线的分析可以间接获得煤样的自燃特性。由实验条件可分别得到40条tg曲线和40条dtg曲线。（1）特征温度点分析每个煤样可绘制出各自的tg曲线，通过对曲线微分可得dtg曲线。通过对曲线的分析，可以得到4个特征温度点。如图2，现取样本量为10mg、氧气浓度为13、粒度为0.098-0.15mm曲线进行特征温度点分析。图2 粒度0.098-0.15mm氧气浓度13样本量10mg煤样tg、dtg曲线(a)临界温度t1：t1点为低温煤氧复合阶段dtg曲线上最低点，即第一个失重速率最大的点。此时煤样失去大量水分，同时煤与氧的反应速度加快，吸附在煤体内的氧气消耗速度加快，同时煤解析空隙中吸附的co2、ch4、n2等气体，煤分子的部分活性结构发生了煤氧复合反应，并放出co2、co等气体，使气体的脱附、逃逸量大于吸附的量，煤重快速减小，失重速率达到极大值。在第一失重台阶上温度较低物理吸附和化学吸附同时存在，物理吸附起主导作用，煤样气体脱附量大于吸附量。在t1点过后失重建减缓意味着化学吸附量增大，临界温度出现。在各种实验条件下煤样的临界温度如表1。表1临界温度t1()以及临界温度点失重速率v1(%/min)样本量(mg)粒度(mm)氧浓度(%)5%10%13%15%21%t1v1t1v1t1v1t1v1t1v1100.074-0.08863.7-0.5960.0-0.4860.8-0.5260.4-0.4762.9-0.550.088-0.09864.7-0.6260.6-0.5860.1-0.5863.0-0.4663.1-0.540.098-0.1566.0-0.5364.9-0.6063.2-0.5163.1-0.4863.0-0.570.15-0.273.0-0.4765.9-0.5366.0-0.6068.7-0.4867.5-0.470.2-0.379.0-0.3972.9-0.4172.1-0.3370.9-0.4570.0-0.370.3-0.4579.7-0.3378.0-0.3772.6-0.4470.0-0.3775.6-0.41200.098-0.1572.2-0.5570.8-0.6074.8-0.4376.2-0.4171.6-0.65300.098-0.1578.9-0.5375.9-0.6079.0-0.4579.5-0.4580.3-0.45从表中可以看出随着实验条件不同星村矿煤样出现临界温度t1为6180，此温度下失重速率为-0.33%/min-0.65%/min。(b)干裂温度t2此温度表现在曲线上即为煤样第一次失重台阶的终止点，在这个失重台阶上煤样中的水分逐渐蒸发，同时煤样分子结构中稠环芳香体系的桥键、烷基侧链、含氧官能团及一些小分子开始裂解或解聚，并以小分子挥发物释放。到了此点温度煤样中的水分基本蒸发完毕，煤的活性结构增速加快，煤的吸氧性增强，化学吸附量剧增，煤的吸附量基本与脱附气量和化学反应产生的气体基本相等，形成一种动态平衡。表2干裂温度t2（）质量比m2(%)样本量(mg)粒度(mm)氧浓度(%)5%10%13%15%21%t2m2t2m2t2m2t2m2t2m2100.074-0.088121.495.07100.496.4796.696.40100.696.5196.996.050.088-0.098122.294.86110.995.5999.296.12100.896.3697.595.710.098-0.15127.294.94110.195.0199.896.36101.395.93100.895.220.15-0.2126.494.88111.394.8096.595.31105.995.28107.695.320.2-0.3131.894.82133.195.1797.696.76128.994.64121.494.960.3-0.45139.994.84136.494.74117.294.97131.094.66128.094.37200.098-0.15125.194.65113.094.50111.795.66115.195.80102.994.91300.098-0.15127.294.54110.994.35114.795.31104.695.29114.295.24从上表可以看出：星村煤矿煤样干裂温度为95139，此时质量比94.54%96.40%。(c)增速温度t3此温度为dtg曲线增重速率最大点。煤样由于温度的继续升高，煤分子中的环状大分子的断裂速度增快，活性结构暴露在外的数量大量增加，化学反应速度加快，煤样对氧气的吸附量剧增，大于煤脱附和反应产生的气体量，煤的重量迅速增加，dtg曲线变为正值，在t3点时增速达到最大。实验结果如表3。表3 增速温度t3()以及增速温度点增重速率v3(%/min)样本量(mg)粒度(mm)氧浓度(%)5%10%13%15%21%t3v3t3v3t3v3t3v3t3v3100.074-0.088273.90.05253.20.09270.80.14249.70.11250.00.140.088-0.098263.30.05253.50.09270.50.14249.60.11251.80.140.098-0.15263.40.05253.40.08247.40.13249.60.10251.10.120.15-0.2253.40.05252.80.07260.60.13249.90.08239.70.090.2-0.3260.70.04258.50.06261.30.12249.70.07258.60.080.3-0.45273.30.04268.40.04260.10.10265.20.06265.10.07200.098-0.15264.30.04253.40.07252.50.08242.90.08251.40.11300.098-0.15246.30.03253.20.06260.50.06250.10.08251.00.09从表3可以看出，星村矿煤样增速温度为242273，此点增重速率为0.03%/min0.14%/min。(d)着火点t4此点为tg曲线上质量比极大值点。随着温度的升高，煤样表面活性结构数量迅速增加，对氧的吸附量随之达到最大值。煤样的质量逐步上升达到极大值，此后煤样中芳环结构开始与氧气反应分解，产生大量挥发性气体，煤体质量开始下降进入第二个失重台阶，在第二个失重台阶阶段煤体质量开始急剧下降，预示着稠环芳香核的全面裂解及液态挥发物的大量排出，同时也暗示着挥发物即将开始燃烧，煤将自燃。各实验条件下煤样的着火点温度如表4。表4 着火点温度t4() 质量比m4(%)样本量(mg)粒度(mm)氧浓度(%)5%10%13%15%21%t4m4t4m4t4m4t4m4t4m4100.074-0.088327.495.71321.398.11318.099.00328.598.54313.598.490.088-0.098326.395.55318.597.28317.498.74324.898.16312.598.170.098-0.15327.795.33322.496.45317.399.18326.797.75315.897.280.15-0.2323.195.19320.795.86311.494.83327.696.73316.896.840.2-0.3327.695.14316.195.96318.099.04326.995.79319.896.350.3-0.45326.294.96325.295.25311.896.96326.495.60317.995.42200.098-0.15327.495.17320.195.72302.296.73318.397.10314.996.84300.098-0.15327.594.96320.395.51300.396.32315.396.68304.896.71由表4可知，星村矿煤样着火点温度为312330，此时质量比为94.96%-99.00%。2.5.5 实验曲线分析通过对特征温度点的分析可以知道，在低温煤氧复合过程中特征温度的出现是和煤样对气体的吸附、解析有密切的联系。实验得到的tg曲线正是反应了样本在煤氧复合过程中由于物理吸附、化学吸附以及化学反应引起的自身重量变化，而dtg曲线反应出这个变化的快慢程度，通过分析曲线掌握了星村矿煤样的煤氧复合过程。图321%-0.0880.098-10mg 煤样实验曲线以粒度0.088-0.098mm，氧浓度为21，质量为10mg的煤样实验曲线为例进行分析。煤样开始处于吸附饱和的状态，随着温度以固定速率增加，煤样中的水分开始蒸发，同时分子内能加大物理脱附作用增大，化学吸附增强，并伴随有化学反应，此时应该能检测到 co 产生。化学吸附随着温度的上升也由平衡状态转成脱附为主，并逐渐转化为化学反应。在tg曲线上出现第一个失重台阶标志着煤分子结构中稠环芳香体系周围的烷基侧链、含氧官能团、桥键及其它小分子开始裂解或解聚，并以小分子挥发物释放，从而引起体系减重。在6180dtg曲线上出现了临界温度t1，此时煤样的物理脱附速率和化学脱附速率达到最大。随着煤温的进一步增加，煤失去质量速率减小，表明煤样化学吸附增强，同时煤的第一、第二步化学反应速率大于第三步化学反应速率，其增值基本抵消了物理脱附速率、化学脱附速率以及水分挥发速率的总变化值，在95139(t2)时达到动态平衡。在短时间的动态平衡之后，开始tg曲线进入增重阶段，表明煤中暴露的活性基团增多，化学吸附量加大，小分子裂解速度加快，并开始有大分子的环状结构断裂煤的吸附、脱附动态平衡被打破。随着温度继续上升，煤样继续增重，质量比增大，直到t3点，增重速率增加到最大值。此后煤样的增重一直持续到312330(t4)，体系开始进入到第二个失重台阶，在此温度下，煤中的活性结构数量和对氧的吸附量达到极大值，预示着挥发物开始析出、稠环芳香核的全面裂解及液态挥发物的大量排出，煤样很快将自燃。2.5.6 实验结论实验从煤样的采集，元素分析，实验室实验历经二个多月的时间，经过分析掌握了星村煤矿煤样自燃的特性参数和指标气体，得出如下主要结论：（1）通过对星村矿5个地点8组煤样进行油浴升温实验。实验研究煤自燃过程中产生的气体和测定煤在不同温度时煤样的氧化放热量及相应的最大升温速度和耗氧速度、co、co2气体产生速度；分析了煤样升温过程自燃的极限参数。在化学反应阶段，随着温度升高，耗氧速度与温度成指数规律变化迅速增加。（2）通过油浴升温实验可以选择预报煤自然发火的敏感指标气体参数，co、c2h4、c2h6、c2h4/c2h6作为预报指标产生的特点见表8可知。通过实验研究发现：出现c2h6温度在5080，出现c2h4温度在100125，co突变温度和c2h4出现的温度基本一致。co出现的温度为实验刚开始就出现了，主要是由于煤样在破碎时氧化而产生的。（3）利用人工神经网络对星村矿煤样自然发火期进行预测，以30为起始温度：e3202辅助轨顺自然发火期为18天；e3101集中轨顺17天；e3101集中运顺19天；e3201运输顺槽18天；e3105工作面为21天。因此，星村矿的煤样预测最短自然发火期为17天。（4）通过在星村矿不同地点的特殊地质构造条件下采集煤样，开展了40组煤样热重分析实验，研究星村矿煤样自燃过程中表征煤自燃危险程度的特征温度，得出了星村矿煤样的临界温度约为6180。干裂温度点温度约为95139，增速温度点温度约为242273，着火温度点温度约为312330。（5）实验研究煤自燃过程中指标气体产生规律及其与特征温度的对应关系，根据各种指标气体浓度和其比值及温度变化率随煤温的发展变化情况，确定出预报煤自然发火的敏感指标气体参数。临界温度在6180出现co突变和c2h6气体，干裂温度点温度为95139出现c2h4等指标气体。3 巷道煤层自燃的条件巷道煤层自燃与松散煤体厚度、对流散热强度、煤体当量粒径、氧的渗透量有关。从单个参数考虑，要引起煤自燃都有一个极限条件，超出该极限范围煤体不可能引起自燃。巷道顶煤和煤柱由于漏风供氧条件和散热条件不同，极限参数的计算方法也不同。3.1顶煤自燃所需的最小浮煤厚度由于巷道顶煤与顶板离层，中间有一空气层，故可近似认为顶都为绝热层，顶煤产生的热量仅能通过表层巷道风流对流换热带走，巷道顶煤内部温度近似认为均匀，则顶煤热量积聚的条件为： （1） 式中，分别表示顶煤和巷道风流的平均温度，；为风流与煤壁接触面积，cm2；h为松散顶煤厚度，mm；为巷道表面对流换热系数；q0为煤体放热强度。 （2）工作面正常生产时： ；巷道掘进时： ； 即当顶煤厚度时才有可能引起自燃。由式(2)计算出的煤体温度和供风量时的最小浮煤厚度。3.2 巷道顶煤引起自燃的最小氧浓度巷道顶煤实际放热强度与氧浓度成正比 ：当放热量大于散热量时，顶煤有可能引起自燃，即：式中， s为煤体导热面积，m2；h为顶煤厚度，m。即： （3）其中，显然是顶煤内的一个平均氧浓度，即式中，为顶煤在高度为h处的氧浓度；为新鲜空气中的氧气浓度。则（3）式又可化为： （4）由式（4）可知，下限氧浓度既与煤的氧化放热性有关，也与煤的堆积厚度、煤体周围散热条件以及煤（岩）体温度有关。在现场实际条件下，煤的堆积厚度、煤体周围散热条件以及煤（岩）体温度基本呈定值，故下限氧浓度一般为可知的极限参数。若下限氧浓度计算值大于21%，则松散煤体不会自燃。通常煤体厚度增加，下限氧浓度值将迅速降低。根据式（4），当巷道供风量一定时，可得出不同浮煤厚度和煤体温度时的下限氧浓度值。3.3 松散顶煤的最大当量粒径煤体破碎程度关系到单位煤体外表面积总量，直接影响煤氧复合速度与放热强度。由于松散煤体分布的非均匀性，很难进行理论描述，固采用当量粒径近似反应破碎程度。根据实验研究，当放热量大于散热量时，顶煤有可能引起自燃，即： 则 （5）式中, 分别为实际当量粒径和实验当量粒径（cm）；a、b分别为粒度对放热强度影响函数的系数，由实验测定。当巷道风量一定时，在不同松散煤体厚度和漏风强度条件下，根据式（5）可计算出引起自燃的最大粒度4 巷道煤层自燃危险区域等级划分巷道煤层自燃的必要条件是煤体足够破碎，漏风供氧条件良好，松散煤体堆积厚度足够，三个条件同时具备的地方才可能产生煤体自燃。4.1 一类自燃区域（极易自燃区）（1） 煤巷高冒区、顶煤离层区和破碎区；（2） 煤巷地质构造破坏区（如断层带）；（3） 煤巷变坡破碎区。4.2 二类自燃区域（易自燃区）（1）煤巷地质构造轴部破碎区；（2）煤巷硐室及溜煤眼；（3）工作面回采期间煤巷超前变形区。4.3 三类自燃区域（可能自燃区）（1）煤巷上帮中部破碎区；（2）煤巷上帮上部破碎区；（3）煤巷下帮破碎区。4.4 巷道破碎煤体类型划分标准（1）巷道高冒区：冒顶高度大于0.5m(以巷道支护表面为界)，冒顶沿巷道走向长度大于2m（面积大于6m2）；（2）巷道顶煤离层区：离层高度大于1m，离层沿巷道走向长度大于5m；（3）巷道地质破碎区：顶煤、巷帮煤体均破碎，破碎范围大于5m2；（4）巷道变坡破碎区：巷道掘进方向与风流方向夹角大于10度，巷道碎煤厚度大于1m；（5）巷道顶部破碎区：巷道顶煤破碎范围大于5 m，巷道碎煤厚度大于1m。5 巷道煤层自然发火观测巷道松散煤体发火预测预报主要是根据煤氧化放热时引起的气体、温度等参数的变化规律，并根据自然发火数学模型和有关参数模拟煤在实际条件下的自燃过程，掌握巷道松散煤体的氧化自热情况、自燃征兆，对巷道自燃危险性进预测，并准确地确定出巷道火源或高温点位置，从而为制定防治巷道煤炭自燃火灾措施提供依据，提前采取措施，保证工作面正常生产。巷道自然发火观测主要分为掘进和生产两个时期。观测参数主要包括掘进和生产期间巷道的风量、温度、气体浓度，及松散煤体内部气体成分、温度等。5.1巷道内观测点布置原则根据巷道煤层所处位置、松散煤体堆积形态、漏风动力、散热条件等自燃环境特点，按煤巷自燃区域的危险程度，将巷道煤层自燃危险区域分为三类，巷道内的观测点仅需布置在这些地点即可（主要布置在极易自燃区）。（1）一类自燃区域（极易自燃区）煤巷高冒区、顶煤离层区和破碎区；巷道经过相邻工作面采空区的废弃巷道；相邻工作面开切眼、停采线或硐室；煤巷地质构造破坏区（如断层带）；煤巷变坡破碎区。（2）二类自燃区域（易自燃区）煤巷地质构造轴部破碎区；工作面回采期间煤巷超前变形区。3）三类自燃区域（可能自燃区）煤巷上帮中部破碎区；煤巷上帮上部破碎区；煤巷下帮破碎区。5.2 日常观测定期（至少每天一次）采用红外测温仪对巷道冒顶区域、与旧巷相连的区域及其它巷道煤体破碎区域进行扫描，测定巷道表面温度。一旦发现异常，立即采取措施进行处理，同时对该处每班至少进行二次测定煤体温度。在巷道回风流距汇风点10-15m布置测点，设束管监测系统取样点、监测监控系统连接的温度、co、ch4传感器，对煤层自燃危险性预测预报。所用仪器仪表设备主要有：红外测温仪、便携式o2、co测定仪、瓦检仪以及束管监测系统、安全监测监控系统。5.3 钻孔布置和观测按照测点布置原则在巷道内设置观测孔，并对钻孔进行编号、并挂牌，记录设置钻孔处的巷道参数及原岩温度。钻孔参数：巷道旁侧孔深l 3m，倾角a=5，开孔高度h=1.5m；巷道顶部，孔深l 3m，倾角a=60；钻孔内下6分或1寸套管，并将热敏电阻测温探头和束管固定在一起放入套管的最里端。钻孔封堵方式：钻孔与套管之间用炮泥堵死，长度不小于1m，钻孔端口用快凝水泥封孔。温度通过欧姆表测电阻值变化计算，气体成分的分析主要通过现场用捏球和气袋采集气样，然后送地面分析室做色谱分析。从而掌握巷道煤体中内部温度、气体浓度变化情况。每周分析两次。观测钻孔施工方式如图4所示。图4 钻孔施工示意图5.4 早期预报指标及结果（1）巷道风流气体监测预报（见表5）表5 巷道回风流气体监测预报表co浓度c2h6c2h4c3h8c2h2预报结果无无无无无正常1-24ppm无无无无存在自燃隐患24-50ppm无无无无发生自燃隐患50ppm有有无无煤温已超过临界温度有有有无煤温已超过干裂温度有有有有有高温或明火（2）巷道煤体钻孔内气体监测预报（见表6）表6巷道煤体钻孔内气体监测预报表co浓度c2h6c2h4c3h8c2h2预报结果500ppm有有有有有高温或明火6 建矿以来煤巷呈发生的自燃隐患及治理星村煤矿e3103首采面运输顺槽揭露煤层后煤炭较破碎，对巷道顶、两帮分别布置了钻孔，经取样气相色谱仪分析，均检测出一氧化碳、乙烷，由于左侧帮部点处于三岔处煤体破碎处，一度检测出乙烯，说明3煤氧化速度较快，自然发火期短；与西安科技大学合作，对深矿井、高地温易燃煤层综放开采防灭火技术研究，取得了较好的效果。6.1 e3201运输顺槽停工迎头自燃隐患2007年9月21日从e3201运输顺槽开门施工运煤巷，由于运输顺槽超前运煤巷3m，处于风筒背风侧，通风不良蓄热环境较好，出现雾气、水珠，检测出一氧化碳，立即采取清除浮煤、喷浆、施工一次性防火钻孔注胶、适当增加风量方式治理，隐患消除。6.2 e3101集中联络巷自燃隐患2007年12月31日e3101集中联络巷发生自燃隐患，回风侧有明显的煤焦油气味，钻孔取样分析一氧化碳浓度超过1000ppm，主要原因为煤巷联络巷未喷浆、两端施工风门，帮部破碎离层区域形成漏风供氧聚热环境，立即采取打孔压注水玻璃凝胶、喷浆堵漏风、帮部打锚索加强支护，埋设束管取样监测，很快隐患消除。6.3 e3201辅助顺槽停工迎头高冒区自燃隐患（1）自燃事故发生与治理3201辅助顺槽沿煤层底板上山施工，2010年元月14日发生冒顶事故，冒顶区长4m，宽3.5m，高3.5m，一直冒到三煤顶板。通过加打锚索、支设点柱15日处理完毕，继续往前施工。元月18日再次发生冒顶事故，煤炮频繁、冒落面积较大，处理困难、危险，矿商定停止作业从对侧沿下山施工，用金属网封闭冒落区域，保持正常通风，风筒出口距高冒区不大于10m，待设备回撤后封闭。元月29日早班矿井正常检修，在电气试验停风恢复通风后，回风流一氧化碳传感器时而发生报警，通防技术人员、瓦斯检查员携带瓦斯氧气两用仪、一氧化碳检测报警仪、红外线测温仪共同到现场察看，整个回风巷道中一氧化碳浓度在20-30ppm，烟雾、煤焦油气味不明显，在迎头高冒区支柱、网子处有水珠，温度24，自然发火征兆不明显，初步判定高冒区发生自燃隐患矿领导非常重视，成立现场指挥中心，安排通防工区治理，调动附近掘进队协助运输防灭火物质，先用水管从外延向高冒区浇水、施工钻孔压注mea灭火剂、水玻璃凝胶控制火势。考虑到自燃隐患可能造成巷道再次冒落的危险性，决定在高冒区外侧快速封闭，调用1000个编织袋及1吨fsa快砌料，按每20kg碎煤、23kgfsa料、1015kg水均匀混合，装入编制袋中施工临时防火墙；卧底到三煤底板后一层层往上施工，层与层之间缝隙用拌好的混合料填实，并在墙体的中上部分左、中、右预留6根一次性注胶管，底部敷设一路89mm的无缝钢管与主注惰管路连接，上部两侧引出2路单支束管作为检测管。在整个施工过程中，指定专职瓦斯检查员检测，调整风筒出口朝向作业人员，防止高浓度一氧化碳气体涌出，引起人员中毒，在施工期间一氧化碳浓度最高达到100ppm，温度30。封闭后采取注惰抑制煤炭继续氧化，压注凝胶充填堵漏等综合措施，经取样分析，高冒区乙烯1ppm、乙烷146ppm、甲烷0.21%、一氧化碳23ppm、二氧化碳0.77%、氧气1.01%、氮气97.98%，高温点得到有效控制。（2）自燃事故原因分析1、3201辅助顺槽迎头高冒区具备煤炭自燃的三个条件：冒落的大量煤体呈破碎状态堆积，风筒出口正对冒落区供氧条件良好，冒落区空间较大外侧下部为冷却带、中上部为氧化升温自燃带，经过一段时间的氧化升温发展为自燃火灾。2、检查检测存在盲点，仅对3201辅助顺槽工作面风流、工作面回风流气体检测，高冒区外侧已挂网，作为防火检查的重点区域高冒区检查不到位。3、3201辅助顺槽迎头高冒区自燃隐患隐蔽性较强，在初期发展阶段无明显征兆，不宜察觉，自燃时高冒区外侧温度、一氧化碳浓度不高。4、 认识程度不足，3层煤的统计最短自然发火期为31天，在3202回风联络巷、3201里切眼以往的煤巷高冒区在回撤结束后封闭未发生自燃隐患，而3201辅助顺槽迎头从冒落到发生自燃事故仅11天。缺少对不同地质条件下的煤层自然发火期认识。5、管理存在漏洞，煤巷高冒区按自燃危险程度划分第一类自燃区域（极易自燃区域）未采取相应防火措施，对高冒区检测、巡查存在不到位现象，在回撤封闭前听之任之酿成事故。6、 监管不力，自然发火是深井通防管理的一项重要内容，在冒落区大量煤炭长期积存、设备撤缓慢、检查检测不到位、各项工程督促不力，长时间未封闭而疏于管理。（3）现场应急处置预案检验3201辅助顺槽发生自燃事故后，矿值班领导、调度室、通防工区迅速行动，成立应急救援指挥部，现场察看确认处理方案，调运防灭火物质，采取积极有效的应对措施，很快控制了火势，是一次成功的现场应急处置方案的应用，检验了其必要性和正确性。事故隐患辨识积极治理预防定期检测、评估、监控失效发生火灾启动应急救援预案控制火势、消除隐患事故隐患重新辨识6.4 综放面运输顺槽在回风隅角附近自燃隐患e3105、3202综放面运输顺槽回采期间，超前支护区域顶煤在超前压力、重复支护作用下，顶煤进一步破碎离层，由于采空区渗漏的高温气流加速了煤层的氧化升温，呈多次检测出乙烯等指标性气体，采取提前打眼压注凝胶、施工隔离墙减少漏风、埋设束管监测分析等措施，隐患得到有效控制。6.4.1 e3105综放面隐患分析2008年3月28日早班束管监测报表显示运顺采空区638m处检测点一氧化碳988ppm，乙烯2ppm，回风流隅角一氧化碳106ppm，回风流一氧化碳8ppm；中班638m处检测点一氧化碳1299ppm，乙烯3ppm，回风流隅角一氧化碳61ppm，回风流一氧化碳15ppm，气体上升速度较快。(1)判定运顺顶板煤层破碎段存在自燃隐患,立即采取在近距离施工一次性防火钻孔注胶、调整隔离墙间距、注惰等综合治理措施。(2)注氮过程第1次注8路三相泡沫管4月4日15:304月5日10:08共注氮10656m3。第2次注8路三相泡沫管4月5日21:484月6日16:08共注氮11005m3。第3次注11路注浆管4月7日16:384月8日10:30共注氮10510m3。第4次注11路注浆管4月8日19:26开始4月9日18:06结束共注氮10458m3。4月7日回风流气体稳定下降到10ppm以下。6.4.2 e3105综放面隐患治理效果分析(1)回风隅角气体分析图5 3105采空区注氮回风隅角气体变化曲线通过回风隅角气体检测数据与变化曲线可以看出，在注氮期间co气体浓度总体趋势是下降的，氧气浓度一度下降到12.6%，因此在注氮流量与总量达到要求的情况下能够起到抑制煤层自燃、消除隐患的效果；但必须加强原有采空区有害气体以及泄漏出的氮气对回风隅角气体的影响，要加强检测、设导风帘、减少作业人员数量及工作时间、调整注氮量等综合措施，防止顾此失彼。图6 3105采空区638m处气体变化曲线 图7 3105采空区670m处气体变化曲线通过采空区638m、670m束管监测点气体检测数据与变化曲线可以看出，在注氮期间638m处氧气、co、乙烷、丙烷气体浓度下降，氧气浓度一度降到1.97%，进入窒息带，此点距工作面约70m，甲烷、二氧化碳浓度上升，认为高浓度氮气（82%）后的吸附能力较强起到了置换的作用，降低了煤的自燃特性；670m处监测数据氧气一直未降到10%以下，各种气体指标变化不明显。(3)注氮能够解决采空区远距离的自燃隐患，改变三带分布；对于近距离的自燃隐患应合理选择氮气释放口，并尽量靠近隐患点，连续注氮，一直延续到该区域进入窒息带。(4)通过注氮可以看出，采空区的堵漏风措施达不到效果，而注浆、疏水对采空区的空间气体分布有一定影响。6.5 煤层凹陷的背风侧掘进期间巷道供风量一般在200-300m3/min，上部风流较弱蓄热供氧环境良好，在e3201辅助顺槽顶煤凹陷的背风侧煤体表面产生微弱的青烟，通过喷洒水降温、压注凝胶、充填治理，隐患消除。7 深井巷道煤层自燃防治方案对于深井开采，必须从设计、施工工艺、火灾监测与超前预防处理入手，综合考虑煤巷的防火问题，做到“安全第一、预防为主”，杜绝火灾事故。7.1 确定煤的自然发火特性及装备根据煤矿安全规程要求作煤层自燃倾向性鉴定、自然发火期测试，确定自然发火的标志性气体，建立束管监测系统、安全监测监控系统，配齐一氧化碳检测报警仪、红外性测温仪等携带式仪器仪表。7.2巷道开拓布置有利于防火集中运输大巷和总回风巷应布置在岩层内；如果布置在容易自燃和自燃的煤层内，必须喷浆封闭。煤巷施工选用综掘工艺；采用普掘施工时，优化炮眼布置图、合理装药、及时支护、抓好锚杆锚索的预紧力或者全长锚固等措施减少煤层破碎离层。7.3 合理供风一般在煤巷掘进工作面供风量200-300m3/min时，夏季回风流温度已超过28，高冒、转弯及断面渐变等风流不畅处温度在32以上，巷道周边煤体空气呈层流状态，供氧聚热环境良好，在破碎离层大于0.5m的区域极易发生自然发火。因此从通风降温防火角度考虑，一是采取局部降温措施，二是增加工作面供风量；三是喷浆堵漏压注凝胶抑制煤炭氧化。7.4 划分自燃危险区域对煤层巷道划分为可能自燃、易自燃和极易自燃区。对于极易自燃区域必须压注凝胶、喷浆堵漏、埋设束管取样分析、防火检查员巡查或者将危险的顶煤放下的方式治理；对于易自燃区域间隔一定距离埋设束管取样分析，防火检查员巡查监测为主；可能自燃区域重点由防火检查员定期巡查。7.5 加强职工培训、提高防灭火意识所有作业规程必须由防灭火措施，明确规定自然发火征兆、隔离式自救器使用、监测手段、预防措施、汇报程序、应急处理措施和避灾路线等内容。7.6 建立应急预案、储备防灭火物质每年编制灾害预防与处理计划、安全生产事故综合预计预案、火灾事故专项应急预案和现场处置方案；每条巷道建立健全消防管路和支阀、至少储备2台灭火器、50m消防软管、1台风动注胶泵、0.5吨促凝剂和1吨水玻璃、一次性防灭火钻杆及钻具，快速封闭材料等。8 巷道自燃火灾应急预案一旦发现巷道自燃火灾，必须按照煤矿安全规程的有关规定，立即采取措施控制火势的发展，并上报矿调度室，成立灭火救灾指挥部，组织制定灭火方案，指挥井下灭火救灾工作。8.1控制火势1）用水直接扑灭巷道表面明火，打钻注水、灌浆，并应用火区快速控制系统注胶控制火势发展；2）设专人检测火区及其下风侧co、ch4和o2等气体变化情况，并随时汇报；3）根据气体变化情况，确定是否撤出火区下风侧人员和设置警戒。8.2判定巷道自燃火区范围及严重程度1）根据巷道气体监测数据，判定火势；2）采用红外测温仪测定巷道表面温度，推断高温区范围；3