立体瓦斯抽采对浮煤自燃的影响及防治措施

1、立体瓦斯抽采对浮煤自燃的影响及防治措施周世轩河南理工大学安全科学与工程学院 河南 焦作 454003摘要：针对立体瓦斯抽采对采空区自燃“三带”分布及浮煤自燃的影响，以研究采空区风流速度的变化为切入点，以义马集团U+型通风系统为背景，研究在立体瓦斯抽采系统下，由于漏风而造成采空区“三带”分布变化及对浮煤自燃的影响。经研究发现瓦斯抽采及采空区浮煤自热产生的“内生火风压”加剧了采空区的漏风，复杂了自燃带的划分范围，增加了采空区发火的危险性。最后提出了增阻漏风及同步注氮、注水、注浆的综合防灭火措施。关键词：瓦斯抽采；采空区；漏风；火风压；自燃；中图分类号：TD75 文献标识码：AThe Influen

2、ce of Stereo Gas Drainage on Goaf Spontaneous and Prevention MeasuresZHOU Shi-xuanSchool of Safety science and Engineering, Henan polytechnicUniversity,Jiaozuo 454003，ChinaAbstract: Aimed at the effection of stereo gas drainage to spontaneous combustion zones division and coal spontaneous , though t

3、he study of changing in the airflow velocity, choosed U+type ventilation system of Yangquan mine, research in stereo gas extraction system, due to air leakage resulting from the "three zones" distribution of changing and the effection of spontaneous combustion in goaf. Find gas drainage an

4、d endogenous fire heating air pressure derived from coal goaf float self-heating warming make goaf leakage deteriorating，make spontaneous combustion zones range complicate, increased the risk of goaf spontaneous combustion.Finally, put forward increased resistance to control air leakage and nitrogen

5、 injection and injection, grouting synchronization carry on the comprehensive fire prevention measures.Keywords: gas drainage;goaf；air leakage;fire heating air pressure;spontaneous combustion;火与瓦斯是影响矿井安全生产的两大主要灾害，特别是对高瓦斯易自燃煤层开采时，由于煤层瓦斯抽采，加剧了采空区漏风，从而引发采空区浮煤自燃；同时由于采空区浮煤的自燃，在采空区局部形成了“内生火风压”，进而加剧了采空区浮煤自

6、燃的供氧动力1；另一方面，由于浮煤自燃又成为瓦斯燃烧和爆炸的引火源，严重地影响矿井瓦斯的安全抽采；因此，就如何能够在防治采空区浮煤自燃的措施中，兼顾卸压瓦斯的抽采；如何能够在瓦斯抽采过程中，兼顾着对采空区浮煤供氧动力的有效控制达到防治浮煤自燃，成为高瓦斯易自燃矿井，如何实现安全生产的关键课题之一。据有关部门19531984年的不完全统计，我国统配煤矿和重点煤矿的火灾事故中，外因火灾仅占事故总数的6%，而内因火灾竟占94%。按巷道、采空区及其它地点统计表明，巷道煤柱自然发火次数占火灾总数的29%，采空区自然发火占60%，其他地点自燃发火占11%2。可见，防止矿井自然火灾，特别是采空区自然火灾的发

7、生，是避免煤矿火灾及其次生灾害发生的重点工作之一。本文以义马集团耿村矿12200工作面U+型通风系统为例，来研究在其影响下采空区自燃带的分布情况及防治浮煤自燃的措施。1 工作面概况12200综放工作面的标高为145188m，地表标高为620651m，埋藏深度为432506m。工作面切眼长186m，工作面平均走向长885m，主采2-3煤层，煤厚12.218.3m，平均厚度14.87m，煤层倾角8°12°，工作面巷道布置如图1。图1 12200工作面巷道布置图Fig.1 Roadway layout about 12200 workface工作面的通风瓦斯管理，采用U型外加高抽

8、巷的通风系统布置方式，是在其U型通风系统的基础上，沿顶板裂隙带布置一条高抽巷。在工作面初采期间，高抽巷不会起太大的作用，但随着工作面的正常推进，老顶初次来压显现以后，煤层上覆岩层的采动裂隙逐渐发育，这时高抽巷将逐渐发挥作用；在抽采负压作用下，卸压瓦斯通过裂隙将会大量涌入高抽巷，这时高抽巷作用显现。2上覆岩层裂隙及漏风动力的形成2.1采空区上覆岩层裂隙发育钱鸣高等人对整个上覆岩层直至地表岩层的整体运动规律提出了“横三区”、“竖三带”的总体认识3，即沿工作面回采方向上，上覆岩层将依次经历“煤壁支承区、离层区和重新压实区”，自采空区由下而上按岩层移动划分为“冒落带、裂隙带和整体弯曲下沉带”。在采动卸

9、压区内，岩层以拉应力为主，当超过岩体的抗拉极限强度时，便会出现纵向裂隙，因此当顶板覆岩周期断裂时，会在煤壁前后方顶板岩层内分别产生开口向上的纵向裂隙及开口向下的纵向裂隙，上覆岩层裂隙分布如图2。-垮落带 -裂隙带 -弯曲下沉带A-煤壁支承影响区 B-离层区 C-重新压实区图2 回采工作面上覆岩层裂隙分布示意图Fig. 2 Dist ribution of crack of overlying st rata in working face2.2漏风动力当上覆岩层裂隙形成后，在瓦斯抽采负压作用下，风流沿采空区至上覆岩层的裂隙通道扩散，形成采空区立体风流运移，采空区漏风加剧，致使采空区浮煤处于适宜

10、的供氧环境中，促使采空区浮煤自燃的适宜供氧区域增大。同时随着工作面的正常推进及自热氧化作用时间的增加，采空区浮煤氧化生热增加，进而使煤体温度升高，此外由于漏风通道两端的温差及高差所形成的“内生火风压”， 加剧采空区浮煤自燃的供氧动力。在“内生火风压”的作用下，可能形成以点高温为核心，周围非高温区为辅助的慢速涡流状态，加剧热量的对流交换，促使内外煤体共同升温，致使浮煤氧化加剧，最终导致浮煤自燃的发生。3 U+型通风系统对“三带”划分的影响3.1数值模拟及分析以义马集团耿村矿12200工作面U+型通风系统为例，系统的研究采空区的立体漏风规律。根据12200工作面的煤层赋存条件及上覆岩层裂隙发育特征

11、，通过FLUENT数值模拟4-9，展开对采空区及上覆岩层卸压区域漏风流场的分析，从图中看以发现，采空区漏风流场呈三维变化，受高抽巷影响较大，如图3。图3 12200采空区漏风风速分布图（00.005m/s）Fig.3 The air leakage speed in15101 goaf（00.005m/s）从图3可知，在高抽巷影响下造成了采空区的立体风流变化。在其影响下，采空区风流速度分布打破了原先普通采空区自燃“三带”的划分范围，而在采空区深部也形成了较强的漏风，这样就造成了采空区风流速度分布的不规律。从图中还可看到，在后高抽巷部漏风风流速度较大，实际上这些较大的风流速度不能使浮煤自燃，因为

12、散失的热量大于生成的热量，因此就在这漏风流较大的区域之间，形成了适合浮煤自燃的风流速度区域，而在自燃带的中部也形成一个不适合浮煤自燃近似椭圆型的漏风区域，由此可见，氧化自燃带是一个不规则的环形区域。3.2 实测12200工作面高抽巷气体分析在工作面的推进一段距离后，随着老顶初次来压，工作面上覆岩层破断裂隙形成后，对高抽巷气体进行了实测，如图4。图4 CH4和O2浓度随时间变化图Fig.4 CH4 and O2 concentration over time variations在工作面正常回采期间，通过对高抽巷气体成分的分析，瓦斯平均浓度为9%左右，而O2浓度占有量竟达到15%左右，从而说明在

13、高抽巷的影响下，采空区漏风存在，并且加剧了采空区的漏风。3.3自燃“三带”的复杂化根据采空区漏风流速来划分采空区自燃“三带”，一般可分为：不自燃带，V>0.24m/min；自燃带，0.24m/minV0.1m/min；窒息带，V <0.1m/min10。在有高抽巷的影响下，根据采空区漏风风流速来划分采空区“三带”的范围，并不是很有顺序的“三带”划分，而是形成了“多块型、不规则状”划分，根据模拟结果图3（采空区漏风风速分布图）来划分采空区“三带”示意图，如图5。图5 “三带”划分示意图Fig.5 The "three zones" division schemes

14、1）结合图3图5可知，工作面前方一段距离由于风流速度大于0.24 m/min，散热大于生热，仍是不自燃带；而自燃带范围明显比没有高抽巷影响下自燃带范围大得多。这是由于在高抽巷的开拓下，对上覆岩层进行了区域性卸压，造成周围岩体松动，诱导裂隙发育，并且随着工作面的不断推进，上覆煤岩层的裂隙形成横向及纵向的发育，致使在抽放负压的条件下，形成了采空区煤岩裂隙抽放巷这样的漏风通道，增加了采空区的漏风，致使采空区“三带”中自燃带范围增大。2）结合图3可知，在自燃带范围内出现了两个特殊区，窒息带1和不自燃带2。随着回采工作面的的推进，采空区上部覆岩逐渐垮落，采空区中部逐渐压实，漏风风流难以通过，从而就形成了

15、窒息带1；而“两巷”附近由于煤柱的支撑，形成了漏风通道，风流贯通到窒息带1后部，再加上后高抽巷的影响，采空区后部漏风加剧，由于漏风风速较大从而形成了不自燃带2。另外，在采空区后部，由于漏风孔隙通道的压实，再加上切眼处防漏的处理，漏风风流逐渐减少，就形成了窒息带2。4控制浮煤自燃的措施4.1增阻控制漏风技术增阻控漏风实际上就是在工作面两端风压差一定的情况下，通过改变漏风风阻及漏风量的调节，实现降低采空区的漏风量。通过在工作面上下隅角实施充填封堵，可以增大采空区后部漏风风阻，当进回风顺槽风压变化不大的情况下，后部漏风减少，从而就会影响采空区漏风流场的分布形态，由此引起氧化自燃带范围缩小，O2%降低

16、，进而抑制采空区浮煤自燃。在12200工作面两端顺槽每间隔1020m，对两巷实施充填堵漏，增加采空区后部漏风风阻，现场操作如图6。1-进风顺槽2-回风顺槽3-工作面4、6、7、8-封堵墙5-综放支架9-采空区 10-高抽巷图6工作面上、下隅角封堵示意图Fig.6 Plugging in upper corner and the down-corner angle 在经过增阻控制漏风处理后，对高抽巷气体进行取样分析，CH4浓度维持在11%左右，而O2浓度维持在12%左右，如图7。图7 CH4和O2浓度随时间变化图Fig.7 CH4 and O2 concentration over time v

17、ariations12200工作面在漏风处理之后，与漏风处理之前（如图4）高抽巷气体成分相比：CH4浓度上升了2%左右，而O2浓度下降了3%左右。对于采空区防止浮煤自燃来说，O2浓度的降低意味着氧化自燃带的范围缩减，采空区自燃危险性系数降低。由此可见，增阻控制漏风技术对减少采空区漏风及预防采空区浮煤自燃作用显著。4.2 注水、注浆、注氮同步防灭火实际上，采空区浮煤自燃通常是有局部高温点所引起的，局部高温点的形成，加快了周围空气的流动，在内生火风压的作用下，可能形成以点高温为核心，周围非高温区为辅助的慢速涡流状态，加剧热量的对流交换，加速自燃范围。因此，对高温点位置的合理判断及有效处理是预防浮煤

18、自燃发生的有效途径。根据12200工作面高抽巷气体监测情况，在2010年8月4日检测到CO%为120x10-6，到8月5日CO%上升到193 x10-6，于是立即向采空区实施注氮降温，经过50h开放式连续注氮，CO%下降到24x10-6以下。但在2010年8月15日在高抽巷又检测出CO%为85 x10-6，8月16日上升到137 x10-6，8月17日达到183 x10-6。经原因分析：1）2-3煤层自燃发火期最短为8天，复燃快；2）高温点降温方法单一，随着漏风存在，氮气驻留时间短；3）工作面推进速度慢，由于放顶煤开采，平均每天不足2 m；4）在高抽巷的影响下，漏风加剧，氧化自燃带范围扩大。因

19、此，2010年8月18日对高温点灭火采用综合防灭火措施，注氮、注水、注浆同步实施。8月1820日注氮、注水、注浆同步进行，每天注氮不少于15h，注水、注浆不少于15h；之后，每天注氮不少于5h，注浆、注水交替进行，每天注浆或注水不超过15h，以防止采空区积水过多，影响回采工作面的正常进行，防灭火系统如图8。图8防灭火系统示意图Fig.8 Fire extinguishing system schemes注水钻孔的布置方法：切眼坡度10度，顶煤8米。1、2、3孔距底板0.8米，孔间距1米；4、5、6、7孔距底板1.5米，孔间距1m，如图9。图9钻场孔位示意图Fig.9 Drilling yard

20、 hole position schemes通过对采空区氧化自燃带高温点注氮、注水、注浆综合防灭火措施后，对高抽巷气体采样观察，CO%下降趋势明显，由原来的206x10-6下降到24 x10-6以下，在8月29日经检测CO%为零，CO%浓度变化如图10。图10 CO浓度随时间变化图Fig.10 CO concentration over time variations工作面回采至今，以“减少漏风，随采随注，少注勤注”为原则，来预防采空区浮煤自燃的措施，得到了验证，综合防灭火措施有效可行。6 结论1）当上覆岩层裂隙形成后，在瓦斯抽采负压作用下，风流沿采空区至上覆岩层的裂隙通道弥散，加剧采空区漏风

21、，进而为采空区浮煤自燃提供了适宜的供氧条件；另外由于采空区浮煤自热升温，在采空区局部形成“内生火风压”，进一步加剧了采空区的漏风。2）在U+型通风系统影响下，采空区自燃“三带”形成了“多块型、不规则状”划分，改变了原先规则、有序的划分。3）经现场验证，增阻控制漏风及注水、注浆、注氮同步防灭火措施的实施，对有效控制采空区漏风及快速消除采空区高温点有效可行。参考文献：1 褚廷湘,余明高,杨胜强等. 煤岩裂隙发育诱导采空区漏风及自燃防治研究J.采矿与安全工程学报,2010,27(1):87-93.2 宋永津.矿井均压防火M.北京:煤炭工业出版社,2001.3 钱鸣高,缪协兴.采场上覆岩层结构的形态与受力分析J.