综放面回撤期间防灭火技术研究

1、 华亭煤电股份有限责任公司东峡煤矿大倾角特厚易燃煤层倾斜分层综放工作面回撤期间防灭火技术研究研究报告 工作完成日期：2009年12月提交报告日期：2009年12月目 录1、前 言- -32、矿井及试验工作面概况-43、停采线煤层自燃发火机理及规律分析-54、工作面回撤期间防灭火方案-135、结论-35 1、前 言东峡煤矿倾斜分层综放工作面均系超长、特厚、易燃煤层特大型综放面，综放面所采煤层系长焰煤，这是国内、外最易发火的煤层，在这种复杂条件下进行综放开采，工作面回撤期间具有严重的发火因素，其因素为：工作面在停采线回撤段倾角高达39°42°，特大倾角大幅增加了工作面的回撤难度

2、和延长了回撤工期，工作面从停采开始注锚到回撤结束需时60天左右。工作面采用倾斜分层综放开采，使采空区空间大，浮煤多，采空区浮煤易达到其自燃发火期而自燃；采空区浮煤呈立体分布，黄泥灌浆时浆水沿底板流走，采空区上部浮煤易氧化自燃；工作面上隅角瓦斯浓度较高，工作面风量较大，使采空区漏风大，氧化带宽，氧化带浮煤易氧化自燃；工作面所采煤层瓦斯涌出特别不均匀，当煤层瓦斯压力增大时，容易造成工作面局部地方瓦斯超限，如果碰上工作面的机械火花，容易引起工作面瓦斯爆炸。工作面一旦有明显的发火征兆，由于担心瓦斯爆炸，不允许开放式灭火，这就易造成工作面的封闭，使矿井遭受大的损失。大倾角倾斜分层综放工作面在回采和回撤期

3、间，回风隅角及工作面后放煤通道常出现一氧化碳浓度超限、瓦斯积聚现象。工作面回撤时，工作面机械设备多，搬出时间长等问题均增加了停采撤出期间防灭火工作的技术难度，如何有效防治工作面回撤期间的自燃火灾，确保工作面安全顺利回撤是矿井安全管理的难点和重点所在。本项目着重研究了“大倾角特厚易燃煤层倾斜分层综放工作面回撤期间这一特定自然生产条件下综合防灭火技术的应用情况。2、矿井及试验工作面概况东峡煤矿开拓方式为片盘斜井多水平开拓，矿井所采煤层煤质属于低灰、低硫、高挥发分的长焰煤，挥发分高达43.5，属于高自燃矿井，煤层极易自燃发火，自燃发火期36个月，最短37天，煤的燃点298，挥发分较高，煤尘爆炸指数3

4、8.13%，爆炸时的火焰长度达400mm，矿井煤尘也给矿井的安全生产带来严重的隐患。矿井瓦斯等级属于低瓦斯矿井。 现装备2个综采放顶煤工作面，分别为大倾角综采放顶煤工作面1个，采用走向长壁倾斜分层开采，水平综放工作面1个，采用走向长壁水平分层开采，采煤工作面均采用全部跨落法管理顶板。回采巷道均采用锚网索联合支护技术进行支护。现有生产能力120万吨/年。本项目研究时选择东峡煤矿34211-6综放工作面为实验工作面，该工作面生产水平位于+1140一+1075水平，为特厚易燃煤层大倾角综放面，倾斜长91m,走向长1200米，采用倾斜分层综采低位放顶煤采煤法回采,所采煤层为煤6-2，平均厚度18.5m

5、。本分层厚度为6.5m，其中采2.5m、放4.5m。东峡煤矿所采工作面系大倾角倾斜分层综采工作面，34211-6综放工作面系急倾斜、特厚、易燃煤层综放面，是最易发火的长焰煤煤层，根据煤炭科学研究总院重庆分院2007年7月对现采的煤样进行了煤层自燃倾向性和煤尘爆炸性鉴定工作，所采煤层属易自燃煤层，自燃等级为一类，煤的燃点298，煤尘爆炸指数37.24%。3、停采线煤层自燃发火机理及规律分析3.1煤层自燃发火机理3.1.1煤的工业分析煤炭科学研究总院重庆分院对东峡煤矿所采的煤6-2中试样进行了自燃倾向性鉴定，煤的工业分析主要对煤中的水分、灰分和挥发分进行测定，并根据水分、灰分和挥发分对固定碳、发热

6、量和氢含量进行计算。本测试采用国际标准ISO348：1981（E）硬煤分析试样中水分测定方法 ：直接容易法、ISO562：1981（E）硬煤和焦煤挥发分测定方法、ISO1171：1981（E）固体矿物燃料灰分测定方法进行。煤层属于低灰、低硫、高挥发分长焰煤，自燃发火期3-6个月，最短为37天，其结果如下：对所取煤样进行了工业分析测试，结果如表1所示。试样编号煤层编号煤质测试结果自燃倾向性等级 水分Mad灰分Aad 挥发分Vdaf全硫St.ad真相对密度TRD煤的吸氧量cm3/g.干煤自燃倾向性等级 自燃倾向性2007-386煤6-26.67.537.240.351490.89类容易自燃3.1.

7、2 煤层自燃发火外因影响煤层自燃发火的外因很多，但主要为煤层赋存条件、采煤方法、通风状况和掘进方式等。3.1.3煤层赋存条件对煤层自燃的影响实践证明，煤层埋藏的倾角愈大，厚度愈厚，其自燃危险性就愈大。东峡煤矿34211-6工作面所采煤层为急倾斜、特厚煤层，煤层厚度一般为1820m, 煤层倾角27°43°，这样的煤层赋存条件增大了煤层自燃发火的机率；特别是工作面经分层开采后，采空区高度达到了20m左右，使采空区内浮煤成倍的增加，大大的增加了采空区内的可燃物，使采空区易自燃发火。此外，实验室对东峡煤矿不同粒度煤样的吸氧量考察表明，煤层粒度愈小，则愈容易氧化自燃。东峡煤矿煤层较软

8、，开采过程中尤其是停产线碎煤较多，增加了煤层氧化自燃的条件。例如通过对工作面上、下隅角垮落煤炭的观察，70%为碎煤。3.1.4采煤方法对煤层自燃发火的影响东峡煤矿的采煤方法为倾斜分层综采放顶煤开采，与一般采煤方法相比，其增加的自燃发火因素有： a.大型综放面采空区的浮煤呈20m高的立体分布，黄泥灌浆时浆水沿底板流走，采空区上部浮煤易氧化自燃；b. 工作面所采煤层较硬 ，放煤不充分，使采空区内浮煤成倍地增加，大大地增加了采空区内的可燃物，使采空区易自燃发火。 c.工作面的开切眼和停采线支架上部易冒顶，松动圈碎煤较多，易漏风氧化自燃。 d.工作面倾角大，停采线倾角达到42，因而安装、回采和加撤速度

9、相对较慢，易使煤层达到自燃发火期。3.1.5 掘进方式对煤层自燃发火的影响综放面的进、回风顺槽由于掘进时压力大、煤层软，不可避免地促使巷道松动圈发育，据统计，试验工作面在掘进期间，进、回风顺槽已较发育的松动圈多达10多个，其中多数松动圈存在高温点。 为什么在同一条巷道中，松动圈容易自燃，而其它地方不易自燃呢？分析如下： a.完整的煤壁不会自燃 风流流经煤壁的表面时，紧贴煤壁表面的空气流速为零，离开煤壁表面一段很小的距离，流速增大到与巷道内主风流的相同速度，风流速度变化的过渡层称附面层。比较一致的观点认为，最容易促成自燃的风速为0.40.8m3/min，这种风速一般处于贴近煤壁的附面层内。在正常

10、通风的巷道中，煤壁的附面层薄，煤壁表面与空气的对流换热系数较大，附面层内和煤壁表面新积聚的氧化热会由较强的对流换热作用而被带入巷内风流中，从而不致引起自燃。因此，巷道完整的煤体、孤立的煤块或少量的浮煤都不会自燃。 b.松动圈具备煤层自燃的四个条件 煤层自燃发火必须备以下四个条件： 可燃物煤，必须以碎煤状态存在； 有含氧量较高的气体流经破碎的煤体； 空气流动速度适中，使碎裂的煤体有积聚氧化热的环境; 上述3个条件应维持足够时间自燃发火期.在上述四个条件中，第一个条件松动圈最具备，根据对松动圈的观察，其内大部分为碎煤。第二个条件松动圈也很具备，根据对松动圈氧含量的测试，其氧含量一般1520%，正好

11、是煤层最易氧化的氧含量浓度。第三个条件空气流动的速度要适中，如流经松动圈碎裂煤体的空气流速过大，则热量不易聚积，不易形成煤炭自燃；如果空气流动速度过低，则会供氧不足，氧化非常缓慢，也不能形成自燃。煤炭自燃是在风速比较适中的情况下发生的，最容易促成自燃的风速为0.40.8m3/min。在巷道冒高0.65m的松动圈内，无论巷道内风速多大，始终有部分碎裂煤体内的风速在0.40.8 m3/min，如果巷道内风速大，则松动圈内0.40.8 m3/min的风速位于松动圈的中部或上部，如果巷道内风速小，则位于松动圈的下部，松动圈始终存在聚热的环境。第四个条件是要有足够的氧化时间，大倾角综放工作面回采后，沿上

12、顺槽形成类似延空留巷式的漏风带，因此其氧化时间和自燃发火几率大都超过煤层自燃发火期。3.1.6 大倾角特厚易自燃煤层倾斜分层综放面自燃发火危险程度评价 评价东峡煤矿的自燃发火危险程度，必须通过引起煤层自燃的内因和外因综合评价。 实验室对煤层自燃发火内因的考察表明：不但煤的自燃发火倾向鉴定将其定为一类易自燃发火煤层，而且煤层尚有其它自燃的内因：煤种挥发分高，含氧量高，化学活性高，燃点低，自燃倾向性强。煤层易碎，易碎煤越多，其氧化性越强。综上所述，煤层存在极易自燃发火的内因。 煤层自燃发火的外因分析和考察表明，东峡煤矿尚存在以下极易引起煤层自燃的外因：煤层赋存条件为易碎、特厚煤层；采煤方法为比普通

13、综采更易发火的综采放顶煤开采；掘进方式为极易引起煤层冒顶的沿厚煤层底部掘进。工作面防瓦斯方式为加大风量的风排方式，使采空区漏风加大。综合东峡煤矿煤层自燃发火的内因和外因，东峡煤矿为一类极易自燃发火矿井。3.2 工作面回撤期间自燃发火规律通过以上实验室对煤层自燃发火的研究，以及对试验工作面发火的考察论证，总结出了煤层自燃发火期、氧化自热期、易自燃发火地点和易自燃发火时间等自燃发火规律。3.2.1 大倾角特厚易燃煤层自燃灾害及危害性分析大倾角特厚易燃煤层分层开采时，第一分层开采后，在以下分层的准采区顶部形成一个采空区，在这个区域内，由于煤层的原始结构被破坏，并形成一定的空间，煤层中的大量瓦斯积聚和

14、储存在该区域，同时随着开采活动的进行和空气的参与，氧气使煤体与之发生氧化作用而产生热量，该区的通风状态又使其进一步产生热量且不易散出，因而逐渐积聚形成高温；同时随着准采区的再一次揭露、再次通风供氧，进一步加速了煤炭的氧化反应，为自燃发火奠定了良好的物质基础。由于下分层工作面放顶煤回收率低、丢煤多，造成采空区内留有大量遗煤，而且煤体呈破碎状态，增大了与氧接触的面积，使遗煤更易氧化，加速了遗煤的氧化生热进程，从而增加了自燃发火的可能性。准采区的再一次揭露，再次通风供氧形成的漏风通道为遗煤自燃发火提供了良好的条件。分层开采不仅导致上下分层工作面之间存在漏风通道而产生直接漏风，而且相邻工作面之间的隔离

15、煤柱由于集中压力大，其完整性遭到严重破坏，使煤柱压裂压碎，导致相邻工作面采空区之间相互连通，从而形成了良好的漏风裂隙，为采空区创造了良好的漏风通道，为遗煤自燃发火提供了良好的连续充足供氧条件，进一步增大了遗煤自燃发火的可能性。厚及特厚煤层准采区自燃灾害主要为瓦斯等有毒有害气体积聚和自燃火灾。由于有毒有害气体积聚和自燃火灾隐蔽性强，在准采区被揭露时突发性高、发展速度快，危害性大，尤其容易造成有毒有害气体的大量集中涌出和火灾烟流的高强度、大范围蔓延。在停采线一带因顶分层停采线漏风等诸多原因，工作面回撤期间表现尤为突出，因此其危害性极大。3.2.2工作面回撤期间自燃火灾及高发区域分析矿井属于高自燃矿

16、井，煤层极易自燃发火，自燃发火期36个月，最短37天，自矿井投产以来，矿井自燃发火和自燃征兆频频出现，给矿井的安全生产带来严重威胁，据统计，造成矿井停产的生产事故中，由于矿井自燃火灾原因引起的占93%，同时由于厚及特厚煤层分层开采，准采区被多次反复揭露，煤炭多次反复吸氧，极易聚热发火，超前工作面推进的准采区成为自燃火灾高发区域。矿井自1987年以来，到2006年止，共发生自燃火灾46次，百万吨自燃发火率为6.78次，发生在工作面采空区的自燃火灾6起，占矿井总发火次数的13%，发生在准采区的自燃火灾40起，占矿井总发火次数的87%，从火灾发生的地点看，主要集中在准采区顶部漏风带的集中进风点周围，

17、灾害的主要特点是隐蔽性强、突发性高、发展速度快、危害性大，工作面停采线在上分层开采后，顶部极易聚热发火，干馏放出大量的甲烷、乙烯等烷烃类、一氧化碳等可燃可爆有毒气体，给矿井的安全生产造成严重的隐患。通过对试验工作面自然发火的统计，结合对煤层自然发火的内、外因素的分析，提出以下地点为东峡煤矿大倾角倾斜分层综放工作面最易自燃发火地点： 上顺槽巷道松动圈及中上部采空区 由于综放面上段5米范围内因支护要求不放顶，导致回风顺槽易形成漏风通道，碎煤多，漏风后易发生氧化，且氧化产生的热量不易扩散，极易发生自燃。 上分层停采线 停采线为工作面最易发火的地点之一，其原因为：停采支架回撤后，上部煤层厚，易产生高冒

18、顶漏风氧化自燃；停采线由于设备回撤时间较长，超过了煤层自燃发火期之后才能回撤结束，因此煤层易自燃；停采线在收尾期间支架上部煤炭不能放，因此移架后大量已达到发火期的煤炭被丢入采空区，增加了采空区发火的因素。东峡煤矿37215-1工作面停采线在工作面回采后CO最高含量达到了600ppn，37215-2在开切眼回采后其CO最高浓度达到1000ppm，这两个事例均说明了停产线是工作面最易发火的地点之一。 支架上部至支架后约10m上部范围工作面支架至支架后10m范围称为采空区的冷却带，在冷却带,浮煤氧化发热的热量易被漏风所带走，通常不自燃发火，但34211-6综放面却正好相反，冷却带上部成为最易自燃的地

19、点，其原因为：工作面所采煤层为特厚煤层，采空区冷却带不仅下部有浮煤，而且上分层采空区浮煤更多，采空区漏风只能将冷却带下部热量带走，而上部的热量仍能积聚。 根据实验室考察，煤最易氧化的氧含量为1518%，支架至支架后10m范围上部的氧含量正好在此范围，而采空区氧化带的氧含量以低于15%的居多。 当工作面推进度很慢，或者停采时，冷却带上部岩层的稳定性比氧化带上部岩层的稳定性好，因此冷却带上部浮煤有固定的漏风通道，能使浮煤在供氧条件下持续氧化。例如，试验工作面在撤架时4#9#支架上部有一冒顶区，站在工作面煤壁金属网上正好能观察到此冒顶区，该冒顶区一直伸入支架后部10m范围，通过对此冒顶区的观察，一个

20、月的时间该冒顶区的形状未发生任何变化。而氧化带由于上部岩层的不断冒落，没有固定的漏风通道，也许某地方的浮煤正在氧化，忽然上部垮落加剧，又将其压严，破坏其氧化。 工作面上段放煤不充分，上顺槽延空形成漏风带，遗留的碎煤多，当工作面停采回撤时，容易导致工作面上段支架上部或后部浮煤自燃。 考察表明，试验工作面采空区在撤架时出现的几次高温发热均发生在采空区冷却带上部。例如，工作面撤架时，50%的支架拉出后其上部锚网支护的煤层均冒出热气，CO气体含量为30190PPm，经向端头支架插管注水，热气消失，CO降为20PPm。 采空区氧化带深部东峡煤矿煤层最短发火期为37天，但实验工作面为倾斜分层开采，上部采空

21、区及停产线提早氧化蓄热，据经验观测，倾斜分层工作面下分层自燃发火期为20天左右，工作面切顶线以里55m才进入采空区窒息带，此时工作面的防火合推进度用下式计算： 式中：C工作面每月防火合理推进度; K采空区通风散热带宽度和氧化宽度之和，为55m; e煤层最短自燃发火期，为20d; n月工作日，为30d。=82m东峡煤矿大倾角综放工作面在停采线收尾段倾角一般在42°左右，自然开采条件制约工作面推进度和回撤前期的注锚进度，难以达到这个防火推进度，这就使采空区氧化带深部的浮煤易达到其最短的自燃发火期而自燃。（向采空区注入氮气缩小采空区氧化带的范围，可以减少工作面的推进度）。4、工作面回撤期间

22、防灭火方案4.1.1 火灾预测预报措施煤从低温氧化开始到自燃火灾的发生，要经过一个发展过程，在这个自燃过程中，煤与氧的反应，从缓慢到激烈，要经历低温氧化、自热两个阶段，才能进入燃烧状态。矿井火灾预测预报就是利用煤在氧化自燃发展的各个过程的不同特征，及早发现并正确判断煤的自燃状态及地点。根据国内外煤矿火灾预测预报的考察数据，东峡煤矿早期预报煤层自燃的CO含量指标为：当工作面上隅角或支架上部出现一氧化碳，其含量向上递增，达到100PPm时；一氧化碳含量波动和变化，达到150PPm时；采空区回风侧氧化带CO含量达到300ppm时；工作面采空区内出现乙稀时。4.1.2火灾预测预报体系为了提高矿井火灾预

23、报的准确性和可靠性，避免贻误防灭火的最佳时机，将火灾消灭在萌芽之中，东峡煤矿建立了如下火灾预测预报 矿总工程师瓦检员每班检查工作面上隅角、支架上方、回风顺槽和瓦斯抽排巷气体含量监测系统传感器连续监测回风顺槽气体含量和温度值。矿井防火专业技术人员定期检查工作面易发火地点，定期取样化验。矿井火灾束管监测系统每天定时监测工作面、回风巷道及采空区气体含量。 通灭队 调度室 生产科体系。4.1.3矿井火灾常规检测矿井火灾束管监测系统和传感器监测系统虽然是现代化的先进监测系统，但工作面有的地方不便设置传感器和束管测点，而且当这两个系统发生故障时也将严重防碍火灾的预报，为此，矿井火灾常规检测是东峡煤矿最重要

24、的火灾预报检测手段之一。常规检测以瓦检员每班巡回检测为主，防灭火专业人员重要地点检测为辅。瓦检员每班用便携式仪器检测工作面有关地点的气体浓度和温度值。一氧化碳气体采用快速一氧化碳检定管、通过变色环的长度测定一氧化碳浓度，或采用便携式一氧化碳测定仪测定CO气体。温度采用红外测温仪测定结合水银温度计测定。二氧化碳和甲烷的检测用光学瓦斯检定器测定混合瓦斯浓度和甲烷浓度。 正确选择气体检测地点，是火灾预报是否及时，是否准确的关键。回风顺槽是工作面所有气体必经之地，所以回风顺槽的气体每班必须检测，但由于回风巷风量较大，检定管精度不高，当测到回风顺槽有一氧化碳时，采空区浮煤已处于自热阶段，因此不能早期预报

25、火灾；上隅角是采空区气体聚集之地，这里风量小，当采空区浮煤处于低温氧化阶段时，便能在此地测到一氧化碳，此外，试验工作面的巷道有松动圈，这些地方易自燃，也是重点检测气体的地方。 瓦检员除了检测气体之外，还必须注意查看工作面支架、巷道顶部是否有冒出热气的地方。根据对试验工作面的观察，热气往往先于一氧化碳气体出现，这是因为煤炭氧化自热发生时，其面积较小，生成的一氧化碳在局部地方含量虽高，但总量较小，聚集在松动圈的顶部，只有少量溢出，加上巷道和工作面风量较大，因此很难检测到一氧化碳，但热气由于压力升高，会源源不断地涌出，很容易观察到。此外，防灭火专业技术人员利用每次下井的机会重点观察巷道松动圈，支架上

26、部等易自燃发火的地方，判断是否有煤层自燃的危险，实现火灾的早期预测预报。4.1.4管监测系统监测原理束管监测系统监测井下气体的原理为：将68mm的512根聚乙烯单管扎成一束，外面套上50100mm的聚乙烯大管，形成电缆式束管管缆；将束管从地面沿井下巷道敷设到工作面，再将512根聚乙烯单管分别敷设到工作面各个测点，单管和束管管缆相连；在地面用水环式真空泵将井下各测点的气体通过束管抽到地面监测室，通过气路控制装置，依次将各测点气体自动注入专用色谱进行分析，系统通过微机采集分析结果并进行数据处理，打印各测点各种气体日报表、月报表，并将结果存入数据库长期保存。 以温度为指标划分的实验工作面采空区三带范

27、围为：通风散热带：进风侧距工作面26m以内；回风侧16m以内。氧化自燃带：进风侧距工作面2655m间；回风侧1645m间。窒熄带：进风侧距工作面55m以外；回风侧45m以外。1645 通风散热带 氧化带 窒息带工 作 面 26 55 图2 正常通风时采空区“三带”示意图 26 55 通风散热带 氧化带 窒息带工 作 面 16 45 图3 反风时采空区“三带”示意图4.1.5煤炭自燃的预测预报利用红外测温技术、气样色谱分析和人工监测、环境监测传感器共同实现煤炭自燃的早期预报。分析井下气体成分是检测和评价矿井中煤体热状态的主要途径之一。参照煤矿煤样加温试验数据分析，煤炭自燃的临界温度为70-80。

28、当煤温达到临界温度时，离出现明火大约还有3-5天，为此可确定发火早期预报的温度范围在70-110之间比较合适。在此范围内可选择的气体指标有一氧化碳、乙烷、丙烷和乙烯气体。根据实验，在回风流中一氧化碳浓度大于或接近10ppm，回风隅角一氧化碳浓度大于100ppm就作为煤炭自燃的早期预报。只需要检测到丙烷、乙烯等是否出现这个定性临界值也可以作出判断，并进行预报。如果煤体温度达到30，可以初步判断出现煤炭低温氧化；如果煤体温度大于35可以判断已出现煤炭自燃隐患，即使一氧化碳浓度不是很高。温度是表明煤炭自燃发火的重要指标，温度监测是煤炭自燃发火早期预测预报的最直接也是最准确的方法之一。利用红外线测温仪

29、测量工作面架间采空区侧的温度，工作面间隔一组支架设一个点，认真分析温度变化趋势，每天测一次，发现问题及时采取措施。4.2 采空区注氮防火技术4.2.1确定采空区合理防火注氮流量采空区合理的防灭火注氮流量根据理论计算和矿井工作面防灭火注氮实践考察而确定防火注氮流量的计算和工作面的风量、产量、采空区体积、瓦斯涌出量及煤炭发火程度有关。按照吨煤注氮量计算：（根据国内外经验，每吨煤约需5m3的氮气量）则： Qn5AK/（350×60）5×1200000×85/（350×60）243 m3/h式中：Qn注氮流量，m3/h；A 年产量，t；K 综采工作面回采率 ，我

30、矿取85；b、按照采空区氧含量计算： Qn60×Q0×（C1-C2）/（Cn+C2-100） 60×5×（15-7）/（98+7-1） 480 m3/h式中：Qn注氮流量，m3/h；Q0采空区氧化带内漏风量，按照工作面风量的1/100选取，我矿取5m3/min；C1采空区氧化带平均氧含量，；C2采空区氧化带惰化指标，；Cn注氮防灭火氮气纯度，我矿取98。 取两种计算的整数，工作面防火所需注氮流量为500 m3/h输氮管直径按公式计算 -式中: Q-最大输氮流量，为16m3/min D-注氮主管路直径，mm; v-管道内氮气允许流速，当氮气压力为0.30.

31、6Mpa时，v为2030m/s，取v为30m/s；将以上数据代入式，算出D=105mm根据计算，选取矿井输氮主管路为热轧无鏠钢管，其外径为108mm。氮气在管内的摩擦阻力损失用下式计算：H=9.81 -式中：H-管内摩擦阻力损失，Pa； L-输氮气管长度，L 2200m；Q-管内氮气流量，为1100m3/h; D-输氮管内径，D为10cm； K-系数，取为0.8g-氮气与空气的密度之比，为0.96；H=9.81 H=319440 Pa局部阻力损失取为管内阻力损失的20%，为63888pa，氮气注入采空区所需压力200000pa，因此制氮机所需压力为583328pa，所选制氮机的压力为0.6 M

32、pa，能满足输送氮气的要求。4.2.2 采空区拖管注氮防火方法采空区注氮防火采用进风侧拖管注氮防火，其方法见图3所示： 转载机 氮气疏放口皮带 钢绳20m软管30m输氮管厚壁地质管图4 采空区拖管注氮示意图将直径为89mm，壁厚为10mm，长度为32m的厚壁地质无缝钢管埋设在采空区进风侧，钢管的出口端1m的长度钻上无数小孔，便于在钢管出口被堵塞时注氮，厚壁地质管的进口端焊接2个拉钩，用18mm的钢丝绳穿过此2个拉钩,再将钢丝绳连接到转载机上（或用回柱绞车拖管）。采空区内埋设的地质钢管长度为20m，采空区外露出的地质钢管长度约为5m, 埋管随转载机的移动而移动，始终埋在采空区内20m,保证开放式

33、注氮防火的需要。埋管时管路不能平放在巷帮,管路至转载机的钢丝绳连接处应保持一定的斜度,否则第一次拖管时不易将埋管拖出。当埋管进入采空区内约20m时将钢丝绳与转载机相连,直至工作面采完。当采空区达到矿井制定的注氮时机时,用长12m,直径为 100mm的耐压橡胶软管与埋管相连,开动制氮机向采空区注氮防火。工作面输氮管路的设置为：进风顺槽为108mm钢管，回风顺槽为57mm钢管。4.2.3 最佳注氮防火时机选择：国内外的防火注氮分为连续注氮和间歇注氮。连续注氮的方法为：从工作面开始回采就注氮，一直注到工作面撤架完毕停氮，这种方式适合于工作面采空区发火特别严重（如火区下采煤），而且工作面推进度又慢的工

34、作面。间歇注氮的方法为：在工作面发火征兆时开始注氮，一般用于推进度较快的工作面。虽然连续注氮的可靠性最高，但由于每注1d的氮气，就需花费4千多元的电费，故采用这种方式的矿井不多，东峡煤矿综放工作面正常推进度回采期间，选取用间歇注氮方式防火。间歇注氮防火成败的关键是要制定合理的防火注氮时机，并严格按此注氮时机注氮。根据综放面的自燃发火特点，定制以下防火注氮时机：a.当工作面上隅角出现一氧化碳，其含量向上递增，达到60ppm时，必须立即注氮防火；当其含量波动和变化，只需达到80ppm时，也必须立即注氮防火。b.当工作面在回采过程未达到合理防火推进度时，必须及时注氮，一直注到工作面推进度大于或等于防

35、火合理推进度时停氮。c.工作面测温地点的温度出现下列情况时必须立即注氮防火：（1）测温地点的温度高于进风流温度10；（2）放煤温度高于35。d.撤架时，无论工作面是否有发火征兆，均应及时注氮防火。e.巷道高温煤炭放入到采空区时，必须立即注氮，一直注到将高温煤炭涌入窒熄带。间歇注氮时，每次注氮必须将采空区氧化带的氧含量降7%以下时，才能起到防火作用，每次注氮的最少时间用公式（2）计算。 （2）式中：QN惰化采空区氧化带的注氮量； V0采空区氧化带体积； C1采空区氧化带平均氧化含量，取为15%； C2采空区氧化带防火惰化指标，为7%； V0=氧化带宽度×工作面长度×采高

36、15;回采率 每次注氮必须连续注氮气3天以上。工作面回撤期间，从开始打注支护锚杆开始，直到回撤结束前，坚持连续注氮方式4.2.4注氮后采空区三带变化情况考察煤矿安全规程规定，采用氮气防火的工作面，将氮气注入采空区，必须将采空区氧化带的氧含量降到7%以下，惰化采空区氧化带。因此衡量一个矿的氮气防火是否有效，是看采空区氧化带的O2含量注氮后是否降到7%以下。考察布置为：在下隅角埋入108mm厚壁地质拖管，当拖管进入采空区20m后，利用此拖管定点连续向采空区注入1000 m3/min流量的氮气，在采空区进、回风侧埋入50mm钢管，钢管内穿入束管单管，束管单管与矿井束管监测系统相连，通过束管监测系统连

37、续监测采空区内的氧含量，从而监测出注氮后采空区氧含量变化。考察表明：以流量为500m3/h，纯度为98%的氮气注入采空区后，在工作面风量为400m3/min时，能将采空区进风侧38m处的O2含量降至10%，采空区回风侧31 m处的O2含量降至10%（见图5、6）。采空区进风侧氧含量分布0510152051015202538距工作面切顶线距离氧含量氧含量%图5 注氮时采空区进风侧氧含量分布图图6 注氮时采空区回风侧氧含量分布图图6 注氮时采空区回风侧氧含量分布图4. 3采空区堵漏 4.3.1防漏堵漏技术原理：根据西安矿业学院通风教研室的试验结果，煤炭自燃必须满足三个条件，即煤自身的自燃性，连续供

38、氧的条件以及储热升温环境，只有同时满足上述三个条件，才可能发生自燃，否则就不会发生自燃火灾。在上述条件中，供氧和储热环境与漏风有直接关系，国内外研究认为，采空区单位面积上的漏风量大于1.2m3/s·m2或小于0.06 m3/s·m2，都不会发生自燃，最危险的测风量是0.4-0.8 m3/s·m2，增加漏风量防止煤炭增温的方法，在经济上和安全上都不合理，在生产实际中是不可取的，只有用减少漏风来达到抑制煤炭自燃的目的，才是唯一正确的途径。120°C110100908070605040煤体初次送风供氧30自燃过程停止送风煤体再次重新送风供氧煤体自燃冷却过程氧化

39、自燃过程(天)102030405060708090图7 煤体氧化自燃过程升温曲线图4.3.2采空区漏风流线考察结果采空区漏风流线能反映采空区气体流动状况和漏风方向，为了给综放面停采线的防火提供依据，在试验工作面对采空区的漏风流线进行了考察。考察方法为：由于采空区内气体的流速不易测出，因此通过采空区氧含量的分布画采空区的漏风流线，凡是氧含量大的地方，其气体的流速一定大，反之则小，将采空区内相同氧含量的地点连成线，就可以准确画出采空区的流线。工作面在临近停采线前预先在采空区埋设5个测点，对采空区进行检测，表2为采空区内相同氧含量下测点在采空区内的不同位置，将这些不同位置的测点连成线，画出了综放面采

40、空区漏风流线。表2相同氧含量下各测点在采空区内位置氧含量（%）测点距工作面切顶线距离距采空区进风侧煤壁距离1911352113031060412905812018123521830317604990520120161455236303396044090532120 图8 综采放顶煤工作面采空区漏风流线图从图8 中可看出，综采放顶煤工作面采空区的漏风流线不象普通工作面采空区那样呈U型，而是呈“3”型，这是因为：综采放顶煤工作面两边的端头支架均不放煤，因此采空区进、回风侧冒落均不严密，风流在采空区进、回风均比较畅通，在采空区进风侧，由于风压较大，风流很容易流入进风侧，使进风侧的漏风流线靠里；在采空

41、区的中部，岩石垮落较严密，风流不太畅通，因此漏风流线靠外。在采空区回风侧，由于冒落不严密，再加上矿压大，使风流容易从回风流出。4.3.3工作面防漏、堵漏措施在矿井通风系统中，无论在通风巷道、工作面、采空区以及密闭火区中，不可避免或多或少存在着漏风，其漏风量与风压差成正比，而与漏风阻力成反比，实践证明东峡煤矿矿井自燃火灾一般发生在工作面上部采空区停采线和石门煤柱内，主要漏风通道除了工作面进风经采空区流入工作面回风侧以外，还有上下分层采空区的互相漏风，这些都易引起自燃火灾，为此就必须采取有力的防漏、堵漏措施。 从漏风流线可看出，综放面两道是漏风较为严重的地方，因此必须对综放面两道实施堵漏，其方法为

42、： 进、回风侧强制放顶，由于工作面上、下端头支架不放煤，使采空区进、回风侧形成了通向采空区的约710m长的小通道,造成了采空区严重的漏风和泄漏氮气。为此，加强了采空区进、回风侧的放顶，在工作面推进时，提前将放顶，堵塞进、回风侧漏风通道。打丝袋闭，随着工作面的推进，每隔35m，在工作面上、下隅角用丝袋装满黄土，各垒丝袋闭一个，要求丝袋闭紧贴端头支架，尽量减少漏风。注粉煤灰，在工作面撤架时，在工作面上、下隅角丝袋闭形成后，向丝袋闭里注粉煤灰，各形成一道粉煤灰段，堵塞采空区的进、回风漏风通道。在工作面上、下隅角丝袋闭形成后，用艾克洛尼对上、下隅角进行喷堵。停采后向上下两隅角防火墙后压注凝胶泥浆，注胶

43、量不少于400m3，以减少采空区漏风。3421 图9 工 作 面 回 风 巷 土 垛 堵 漏1 黄土挡风墙 2 回风巷 3 工作面 4 采空区4.4通风管理工作面回撤前期，通风系统与生产期间的系统一致，支架撤出初期保持现通风系统不变。在满足稀释采面瓦斯、机电设备散热量的前提下，适当降低工作面供风量，以减少向采空区漏风，停采后工作面供风量由原来的443m3/min，减少为400m3/min。国内外大量实验数据表明，当煤温处于80°130时，煤层处于自热阶段，这时产生的CO含量为 80300PPm，如果此时采取防灭火措施，能抑制煤层的氧化自热，反之，煤层能加速氧化，发展为自燃，故确定煤层

44、的氧化自热期对矿井的防灭火有重要意义。在试验工作面回采期间，对煤层的氧化自热期进行了考察。考察1: 34211-6工作面开切眼用锚网支护，顶部没有松动圈，从工作面开始推进，到开切眼出现300ppmm的CO,总共18d。考察2：30218-2工作面开切眼同样为锚网支护，开切眼浮煤均清扫干浄，开切眼顶部没有冒顶区和松动圈，开切眼推进20天后，在采空区回侧埋设的束管中监测到CO浓度为320ppm，说明煤层采空区开切眼浮煤已处于氧化自热状态，煤层的氧化自热期为20d。据此在34211-6工作面停产后回撤工作进行了20天左右时，工作面上隅角出现热气，温度达到28，且逐日以1-2的速度递增，CO浓度也呈现

45、持续增长状态，最高达到300PPm，表明采空区氧化带内的浮煤经过潜伏期以开始向自热期过渡。我们选择于此时实行了工作面通风系统调整，通过通风设施的调整，对工作面实行反风，改变工作面的风流路线及采空区漏风路线，调整后供风量仍然为400m3/min。在调整后的2小时内，工作面上隅角CO气体消失，温度开始下降。在反风后的前17天，工作面下顺槽回风流的各种气体浓度正常，直到17天后，下顺槽回风流中开始出现CO气体，浓度1050PPm，一直维持到撤面工作的第52天，没有出现明显升高情况，保证了工作面的安全顺利回撤。图10 工作面回撤前期通风系统图图11 工作面回撤后期反风时通风系统图4.5加强阻化剂喷洒工作。 气雾阻化剂原理是将阻化剂的水溶液用汽雾发生器转化为微粒状汽雾，汽雾借助漏风或扩散漏风流，漂浮到采空区内并附着在残留煤体表面，使残留煤体表面形成稳定的抗氧化物保护膜，减少煤与氧气的接触机会，降低煤的吸氧能力，达到阻燃的目的。其优点是，阻化剂的雾粒能