防灭火应用范文

防灭火应用范文（精选10篇）

防灭火应用 第1篇

均压防灭火就是根据火区发火情况, 将调节风窗、调压风机、连通管等通风设施有机组合, 达到系统内压力重新分布的效果, 最大限度减少漏风通道两端的风压差, 减少向火区漏风[1]。该技术最早于1960 年由欧洲学者提出, 起初主要用于加速封闭火区内火灾的熄灭[2]。经过多年的研究与应用, 到2000 年以后, 世界一些技术发达的国家相继采用, 均获得成功。我国在黑龙江、山西、安徽、重庆等矿区推广使用并不断完善该技术, 最终取得了良好的经济效果。均压防灭火技术成本低、安全性好, 目前已成为我国煤矿火灾治理的主要技术措施之一。

1 工作面概况

黑龙江龙煤集团杏花矿 (3#煤层) 1315 工作面位于一盘区以西, 煤层厚度2.75~2.9 m, 平均2.83 m, 煤层倾角2~5°。工作面走向长259 m, 倾斜宽46 m。煤层顶板为白色中细砂岩及粉细砂岩互层, 底板为灰色粉纫砂岩互层, 与2#煤层间距为25~30 m。其上覆2#煤层由于采用冒落法管理顶板, 加之上下层设有相对应的煤柱, 致使层间裂隙连通, 且本区的压能关系为2#煤层大于3#号煤层, 因此在1315 工作面采煤时, 2#煤层采空区有大量CO气体下泄, 其浓度高达4.8×10-4, 威胁矿井安全生产。

2 均压防灭火机理

2.1 通风设施 (风窗) 调压原理

风窗调压网络示意如图1 所示, 在通风网路Ⅰ分支中安装通风设施 (风窗) 后, 由于网路中阻力增加, 导致风量减少。由于该分支风量发生变化致使相邻支路压力发生变化。

风窗调压前后压力坡度如图2 所示。图2 中aob和a′c′od b′分别为安装通风设施 (风窗) 前、后的压力坡度, 两者对比可见:①通风设施 (风窗) 上风侧风压能增加, 下风测风压能降低;A点风压增加, B点风压降低。②因风路风量变小, 通风设施 (风窗) 前、后网路上的风压坡度变缓。

综上可见, 通风设施 (风窗) 调节压力的实质是增加支路阻力, 减小通过风量, 改变支路与相邻支路的压力分布, 达到调节压力的目的[3]。

2.2 局部通风机调压原理

在通风网路上安装局部通风机, 利用局部通风机改变风路上的压能分布, 从而达到调节风压的目的。若在图1 的Ⅱ分支上安装局部通风机, 增加原网路风量, 则调节前后Ⅱ支路压力坡度线如图3 所示。图3 中afb和a′cfd b′分别为调节前、后的压能坡度线, 两者对比可见:①局部通风机前 (AF段) 压能降低, 局部通风机后 (FB段) 压能增加;其压能增加和降低的幅度与风机的距离成反比。②因该风路风量增加, 所以压能坡度变陡;在Ⅱ分支上安装局部通风机后, 对相邻的Ⅰ分支产生影响。主要表现为风量有所减小, 减小幅度与所安装局部通风机的工作能力和该分支的位置有关, 压能坡度变缓。

2.3 通风设施- 局部通风机联合调压原理

使用通风设施 (风窗) 和局部通风机联合调压时, 分为增压调节和降压调节。增加调节的实质是增加两调压装置中间风流的压能。因此, 局部通风机需安装在通风设施的上风侧。降压调节时, 通风设施安装在上风侧, 局部通风机安装在下风侧。在增压调节的基础上又分为风量不变和风量减小两种情况, 其风量不变和风量减少时压力分布特点如图4、5 所示。

3 均压防灭火应用实践

根据均压防灭火调压原理, 该矿决定在一采区进风大巷进风口安设一组风门, 于F点安设2台FBDno6.3/2×30 k W局部通风机, 其中1 台运行、1 台备用, 利用铁风筒穿过风门向工作面供风。在回风巷道安设一组调节风门, 即构成局部升压系统。在调压风机与风窗上分别安装控制装置, 用于自动调节。与此同时, 在进风巷道的行人风门、回风巷道的调节风门安设了闭锁装置, 使正常情况下各组风门不能同时打开, 从而保证了升压系统的可靠性和稳定性。1315 回采工作面均压系统如图6 所示。

4 结论

该矿3#煤层1315 回采工作面应用此系统后, 使上、下层之间的压差由升压前200~360 P下降至±1 Pa左右, CO浓度由4.8×10-4下降为0, 确保了开采期间的安全生产, 在火区下共采出原煤42 kt, 取得了较好的经济效果。

参考文献

[1]董作东, 张兵兵.王庄煤矿均压防灭火技术应用实践[J].能源技术与管理, 2015, 40 (5) :79-80.

[2]梁永东.矿井均压防灭火技术简述、运用及展望[J].煤矿现代化, 2007 (5) :26-27.

防灭火应用 第2篇

【关健词】均压技术 防灭火 采空区 CO

【中图分类号】TP028.8 【文献标识码】A 【文章编号】1672-5158（2013）04-0443-02

矿井火灾是煤矿主要灾害之一，其中煤炭自燃占到70%。做好防灭火技术工作，特别是防治自燃技术工作，是保证矿井安全生产的主要内容之一。煤矿均压防灭火技术的核心是，设置调压装置或调整通风系统，以降低漏风通道两端的风压差，减少漏风量，达到抑制或消灭自燃发火的目的。煤矿均压防灭火技术开始了20世纪50年代，由波兰学者布德雷克在分析和总结井下各种条件下消除煤炭自燃的种种措施后提出的，到60年代世界上一些采煤技术国家开始逐渐采用，我国最早在淮南、开滦等矿区试用这一技术，随后在徐州、抚顺、芙蓉、鹤岗等矿区推广应用。

1、工作面相邻采空区及巷道位置关系

珙泉煤矿2283工作面开采不足100m，从上隅角检查到50ppmC0，伴随工作面缓慢推进其急剧递增，最大上升至800ppm。2283工作面为该区段首采工作面，在该采面上部0.8～2m位有一层0.3～1.2m不等的薄煤层受地质构造及开采技术影响未布置工作面，随着2283工作面开采直接落入采空区，两层煤均为易自燃煤层，最短发火期17天，在开采过程中，采空区丢失的煤炭将一直会给正常生产带来严重的防灭火威胁，如何控制落煤氧化速率将直接影响工作面的正常开采。

2283工作面下区段未布置，上区段紧邻有2262、2263两个采空区（2262工作面开采煤层与2283工作面上覆煤层一致，未受构造影响正常布置），区段与区段间留设有8～12m煤柱；2283工作面通风方式为“u+l_”型，工作面瓦斯绝对涌出量为15～18m³/min，瓦斯排放途径主要利于专用瓦斯排放巷和采空区抽放系统排放，瓦斯排放巷在原风巷大断面基础上施工人造隔墙而形成。

2、多采空区区域均压原理

2283工作面上隅角CO急剧上升的原因除煤层为易自燃之外与系统均压有直接关系。2283工作面在开采初期，为防止采空区发火，在回风巷及瓦斯尾巷分别设置了风阻A、B用于工作面增压控风（见图1）。采空区初次来压后，上下几层煤的大量卸压瓦斯产生，为减少和消除回风隅角受瓦斯的影响，生产过程频繁调整A、B两风阻增风、降风，处于2282瓦斯巷回风支路上的2262、2263机巷密闭受2283采空区压力变化经常性出现瓦斯超限，作业人员被动在瓦斯巷与2262、2263机巷密闭网点之外增设风阻c，通过强制增大c风阻值减少两个密闭瓦斯超限。看似成功控制了两个点的瓦斯超限，但实为2283采空区防火带来极大风险。

2283工作面防灭火管理除均压技术的应用之外，还采取了注氮等措施，由2283机巷及其底板道向2283采空区注氮，理论计算注满2283采空区所需注氮量：

Q=h×L₁×L₂×1.3m³=21840m³

式中：h-工作面最大采高，2.0m；

L₁、L₂-采空区的长度和宽度，分别是80m、105m；

1.3-饱和系数。

理论计算注入21840m³氮气后可将采空区气体置换一次。2283在开采期间，采用1000m³/h氮机每天24小时注入氮气，仅需22小时便可完全置换一次采空区气体。但持续注氮数周，从检查化验隋况看，上隅角的氧气值一直高达17%及以上，其2283采空区并没能有效“关”住氮气，采空区的CO同时持续上升并没有出现下降迹象，很明显A、B、c三个风阻共同过度作用导致2283回风压力大幅度上升，氮气通过其它通道流至了2283采空区之外的地点。

通过对附近采空区和相关巷道进行全面调查发现，上区段的2262、2263采空区结束密闭呈明显出风状态，氧气值低于3%以下、无CO气体、CH43-5%，氮气浓度在90%以上。由三个相邻采空区位置图（见图2）不难看出，注入2283采空区的氮气最终源源不断流入2262、2263两采空区，并经二区段结束密闭不断溢出。

3、均压措施

根据漏风通道调查可明显判断出2283和2262、2263之间原所留设煤柱受采动应力影响早已成为两区段的漏风通道，其三个采空区俨然形成一个整体。此时均压若仅限于2283区域，注入无限量的氮气只会白白流失，对工作面防灭火控制无任何益处，防灭火控制必须针对整个区域采取措施。

3.1 简化系统

如图1所示，A、B、c三个调压风阻相互制衡，工作面需增压、降压或作风量调整，现场作业人员均不能可靠掌控和调节，动静频繁易于造成相关支路呼吸性通风。设计取消B风阻，在2283风巷和2283瓦斯巷两回风支路合流增设B风阻（见图3）。取消B风阻的目的主要是减少2283瓦斯巷和2262、2263机巷密闭之间的压差，消除2262、2263机巷密闭的瓦斯超限；增设B，风阻目的便于通风人员现场调节，2283工作面增风、降风或调压可直接方便调节B，风阻一个通风设施，其2282风巷与瓦斯巷压差不变、风量分配比不变；若需调节风巷或瓦斯任一支路阻值，可直接调节风路风阻和B，风阻就能实现。

3.2 区域均压

2283采空区防灭火不仅仅是一个点的问题，上覆煤层留于2283采空区形成的隐患是一个面，必须通过措施缩短整个2283采空区氧化带，将氮气有效的“关”在2283采空区之内。设计在2262、2263风巷合流密闭外增设一风阻D（见图3），通风控制D和B，风阻，增加上区段两采空区压力，将2262、2263两个采空区的大量氮气向2283采空区移动，减少2262、2263风巷合流密闭外溢氮气。

通过区域均压，2262、2263风巷合流密闭内外基本处于平衡状态，其2283采空区迅速“关”住氮气，其采空区及上隅角氧气值降到7%以下，2283采空区CO逐步下降并稳定于安全值24ppm以下。

4、结论

（1）均压技术不仅可作用于一个工作面、数条巷道，甚至可作用于多个采空区或整个矿井，运用恰当便可发挥重要作用。

冲击地压工作面防灭火研究及应用 第3篇

山东八一煤电化公司是政策性破产改制矿井, 斜井开拓方式, 前期为片盘式开拓, 后期矿井深部为暗斜井多水平开拓, 现生产水平为-340水平、-600 (-560) 水平。原主采3层煤已基本开采完毕, 现主要对3煤层进行复采, 以及开采14、16层煤。本矿井属低瓦斯矿井;3层煤爆炸指数为33.75%, 14层煤爆炸指数为35.73%, 16层煤爆炸指数为32.43%;自然发火期为4至6个月, 最短发火期为45天。现开采的3煤复采区工作面有3905采煤工作面、3907掘进工作面。

2004年7月11日, 八一煤电化公司在南翼1046煤柱工作面南溜煤巷探煤上山掘进时, 放炮诱发冲击地压。陶庄煤矿地震台监测到里氏1.6级的地震。本次冲击地压为典型的煤柱冲击地压, 其直接顶板厚度为厚度47.2m的中砂岩。由于顶板岩层的强度和厚度比较大。完整性好, 采空区所形成的拱梁跨度较大, 从而形成较高的支撑压力。

2 3905工作面地质条件

3905工作面开采煤层为第3层煤, 属九采区, -560水平;其地面位置位于莱村广场东1100m附近, 地面标高为+56.32m;工作面标高为-450~-500m。3905工作面走向长度平均为230m, 倾斜长平均为60m, 面积约为13800m2。

该工作面为906、908采空区内复采, 东以3904材料道为界, 西至倾东5断层, 南到9082复采采空区, 北以倾东5断层为界, 其中9082复采工作面、906、908工作面分别于2004、1981、1982年回采结束。

该工作面煤层结构简单, 平均厚度原为8.03m, 现为3.0m, 煤层倾角平均为23度。该面煤质较好, 为1/3焦煤, 属半光亮型煤。此外, 该面煤层直接顶为细砂岩, 厚度平均为5.4m, 黑色, 含炭质, 性脆;老顶为砂岩, 厚度平均为8.4m。基本顶为泥岩, 厚度平均为10m, 深灰色, 含植物化石碎片。

3 工作面冲击危险防治方法 (煤体注水法)

针对3905工作面的具体条件, 在工作面回采之前及回采期间, 根据冲击危险的监测情况, 也可选择在工作面前方200m范围内进行注水, 弱化煤体强度, 降低冲击倾向性, 限制诱发冲击的应力条件。同时, 为避开注水与煤体卸压爆破、大直径钻孔、钻屑孔等的干扰, 几种钻孔的错距不小于5m。注水孔布置在巷道内帮, 孔深为20m, 封孔长度10m, 注水孔间距15m。孔垂直巷道, 顺层布置于巷帮中部, 角度应略小于煤层倾角, 如图1所示。

注水孔径为Φ=65mm, 注水压力为6~12MPa, 当注水压力下降5MPa左右时 (或者水压较小时降到5MPa) , 注水后巷帮周围的煤体含水率达到4%, 认为注水达到效果, 可停止注水。

4 防灭火方法 (中长孔预注水)

利用煤巷掘进时的供水系统, 作为防灭火供水系统。

钻孔设计为煤巷中线位置, 设计钻孔长度为10-16米;根据函数关系由钻孔处煤巷顶部, 距煤层顶板之间高度h确定钻孔角度;两孔间距由Sinα×L确定钻孔布置, 以煤巷顶部中间线一字排列。

具体如下:

一是, 在材料巷、运输巷的中线位置, 利用专用钻机每隔5-6米打一钻孔, 孔长10-16米。

二是, 材料巷、运输巷是沿着煤层的底板掘进, 原始煤的平均厚度为6-8米, 复采区易煤煤层平均厚度为3米 (煤、矸石、老料、) , 材料巷、运输巷巷高2米, 从棚梁到顶板还有1米。

三是, 根据Sinα=对边 (垂高) /斜边 (钻孔长度) , 已知, 垂高为3米、钻孔长度为15米, 所以, Sinα=3/15=1/5=0.2

四是, 根据上述参数, 设计钻孔长为15米、分别在材料巷或运输巷的棚梁处沿煤层倾斜方向打11.5°仰角即可。

5 结论

通过煤层注水, 弱化煤体强度, 降低冲击倾向性, 限制诱发冲击的应力条件, 同时, 有效地消除了高温火点。

参考文献

[1]八一煤电化公司.3907工作面冲危险性评价研究报告[R].中国矿业大学, 2013.

[2]八一公司.3层煤及顶板冲击倾向性鉴定报告[R].山东科技大学资源与环境工程研究院, 2012.

高瓦斯矿井井下快速防灭火技术研究 第4篇

关键词：井下灭火方案研究

中图分类号：X4文献标识码：A文章编号：1007-3973(2011)003—114-03

1、防灭火的意义

矿井火灾是煤矿主要灾害之一，时刻威胁着煤矿井下的安全生产。据统计全国统配和重点煤矿中有自然发火危险的矿井约占47％。火灾的治理工作不仅是通风安全技术中一项重要内容，而且对煤矿安全生产起到关键性作用。

防灭火的意义是为了更好的保障安全生产、保障国家财产和人民生命安全，确保治火、灭火、防火全面有效发展。杜绝火灾的频发。

2、防灭火的思路和方案

2.1防灭火的思路

快速防灭火系统要需满足以下要求：(1)系统简单，便于建成与井下操作；(2)具备制浆和制备三相泡沫的综合功能，可以根据防灭火需要选择不同的治理方法，并且制浆能力>5m³／h。

2.2防灭火系统的组成

快速防灭火系统由井下制浆系统和三相泡沫制各系统构成，如图1所示。图中左侧为井下制浆池，右侧为三相泡沫制备系统，图2为制浆池尺寸图。发泡器上设置有旁通管路，如图3所示，可以通过开启与关闭阀门来选择灌注泥浆或三相泡沫。制浆池设置在距防灭火地点300m以内，发泡器安设在距灌注位置100m左右为佳。

制浆时，将黄泥添加到过滤网2左侧的斜板上，用水枪冲击黄泥形成黄泥浆液，浆液被过滤网2过滤后流入浆液池，浆液池中插入壓风管3搅拌浆液，为了便于搅拌，在压风管前连接一段钢管，以压风为动力搅拌浆液，搅拌均匀的浆液由泥浆泵5拙出。制浆过程中不断地向斜板上添加黄泥，并及时清理堵在过滤网2上的沙粒，确保浆液水土比在3：1～4：1范围内。

泥浆泵5抽出的浆液，定量添加泵6添加发泡剂后，通过发泡器9或旁通管8注高倍数三相泡沫或黄泥浆防灭火。

2.3设备选型

制浆池构筑可以使用铁皮焊接制成，也可用砖砌成。参考制浆池的制浆能力和注浆压力，注浆管路选用2寸高压胶管或钢管。

制浆池的位置距灌浆地点不大于300m，综合考虑管路摩擦损失及黄泥浆密度等因素，泥浆泵选型参数为：出口压力0.6～1Mpa，流量>5m³／h。三相泡沫发生器选用中国矿业大学自主研发的KSP型矿用三相泡沫发生器(专利号：ZL 02 148411.2)。

2.4防灭火方案

巷道掘进过程中或者工作面停采后支架上部等地方，由于受断层、矿压或采动的影响，容易导致煤层冒落(如图4)，在巷道顶部或支架上方形成破碎煤体，加上这些地点有充足的漏风，就很容易形成高冒火区。这种火区一旦发生，高温烟流就会逆着风流方向传播，火区也逆着风流方向迅速蔓延，如果不及时采取有效的措施，火区在很短的时间内会蔓延上百米，最终导致整个工作面的封闭。

2.4.1巷道高冒火灾治理

巷道高冒火区采取以三相泡沫防灭火技术为主，喷浆封闭为辅的综合治理方案。

在高冒火区范围很小的情况下，采用高压水枪将自燃煤体放下或插管注泥浆进行扑灭，然后喷浆封闭。

高冒火区范围较大，火势较强的情况下，采用顶板插管注三相泡沫的方法进行治理。具体的施工工艺和步骤如下：

(1)先采用打钻的方式对火区范围进行探测，大致确定火区范围；

(2)如果巷道或支架上部煤体破碎较严重，裂隙较大。需要在巷道顶板铺设一层防静电的塑料布，防止大量的三相泡沫流失：

(3)插管的设计与布置。钻孔沿巷道每隔三米布置一排，一排两个钻孔(如图5)，采用煤电钻或锚杆钻进行打钻，一直达到煤层顶板的空顶区为止(如图6)，钻孔内下直径为932～50的套管，套管的前端1米每隔10cm打φ20的孔。孔间隔分布在套管的圆周上，并将套管的头部加工成扁状或尖端，如图7所示。灌注时主管路通过A接入到分流器中，在分流器上接入高压胶管进行分流注三相泡沫。分流器如图8所示。

(4)钻孔和插管布置好之后，根据探测的火区范围，应首先在上风口火区的边缘灌注三相泡沫，从而阻止火区的蔓延。四个钻孔同时注几个小时的泡沫之后，分别从火区的两端灌注，形成两端往中间挤的形势，依次灌注，把所有火区覆盖一遍三相泡沫。如果发生复燃，按照上述方法再灌注一遍：

(5)火区基本熄灭之后，要及时的对原火区范围进行喷浆堵漏。

2.4.2采空区防灭火

如开采煤层为无烟煤，为提高防灭火的有效性与经济型，主要是在工作面通过地质构造带或因其他因素导致工作面推进速度变慢的时候灌注三相泡沫，以防止煤炭自燃。

三相泡沫灌注管路布置如图9所示。沿工作面回风巷铺设直径为2寸的注浆管路，在管路端头处设置三通，三通沿工作面预埋一根长30米的2寸注浆管。沿工作面铺设的管路每隔15米设置1米长的花管，花管上小孔的直径为20mm。

埋管进入采空区10米后开始连续灌注6～8小时，工作面每推进10米灌注一次。工作面距预埋管20米后预埋另一趟相同的管路，待新埋设的管路进入采空区10米后，将回风巷里的注浆管路连接至这趟管路，上一趟管路废弃，并连续灌注6～8个小时，如此循环。

三相泡沫使用注意事项

(1)浆液的水灰比(质量比)为3：1～4：1，制浆时要将浆液搅拌均匀；

(2)发泡器放置位置距离灌注地点在100米左右最佳；

(3)注三相泡沫前应先检查整套管路系统是否连接好，包括注浆管道、搅拌器和发泡器装置、气体管路和注发泡剂装置：

(4)发泡剂定量添加泵使用前要预先向抽取发泡剂的1寸胶管里灌满水，然后再开泵：

(5)井下有人专门负责注三相泡沫，井下负责人员要随时注意管路中的浆液。如果是以氮气为气相，那么在注浆前就可以打开氮气管路；如果是注压缩空气，当浆液快要到达发泡器(距发泡器约10米左右)时，打开气体阀门，让空气进入管道，切记不能打开的过早；

(6)每次灌注之前都要从发泡器观察孔观察发泡效果，确保泥浆全部形成细密的泡沫；

(7)每次灌注时要求按照以上灌注时间进行连续不间断的灌注；

(8)当下浆受堵时，首先关掉注发泡剂泵的电源开关并停止注浆液和气体；然后检查管路和发泡器是否受堵：清理和维修完毕后，恢复正常工作；

(9)当停止注三相泡沫时，应立即关掉注发泡剂泵的电源开关，以免浪费发泡剂。

3、结语

防治煤炭自燃的三相泡沫由固态不燃物(粉煤灰或黄泥等)、惰性气体(N2)和水三相防灭火介质组成。三相泡沫集固、液、气三相材料的防灭火性能于一体，利用粉煤灰或黄泥的覆盖性、氮气的窒息性和水的吸热降温性进行防灭火，大大提高了防灭火效率。由于三相泡沫发泡倍数较高，单位体积的泡沫材料成本大幅下降，具有较高的经济效益。

与现有的防灭火技术及材料相比，三相泡沫兼有一般注浆方法和惰气泡沫防灭火的优点。泥浆通过注入氮气发泡后形成三相泡沫，体积大幅快速增加，并在采空区中可向高处堆积，对低、高处的浮煤都能覆盖，能够避免注入的浆体从底部流失：注入在采空区的氮气被封装在泡沫之中，能较长时间滞留在采空区中，充分发挥氮气的窒息防灭火功能。三相泡沫中含有粉煤灰或黄泥等固态物质，这些固态物质是三相泡沫面膜的一部分，可较长时间保持泡沫的稳定性，即使泡沫破碎了，具有一定粘度的粉煤灰或黄泥仍然可较均匀地覆盖在浮煤上，可持久有效地阻碍煤对氧的吸附，防止煤的氧化，从而有效地防治煤炭自然发火，这是三相泡沫防灭火性能的优越性。

参考文献：

[1]国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京：煤炭工业出版社，2009.

采空区堵漏防灭火技术的实践与应用 第5篇

我国煤矿众多, 煤炭自然发火非常严重, 据统计我国有54.9%的煤矿存在自然发火问题[1]。就矿井火灾而言, 煤炭自燃火灾次数约占矿井火灾总次数的94%。随着煤矿开采技术的不断发展, 矿井高强度开采使得采空区范围不断增大, 而采空区遗煤自燃变得不容小觑, 因遗煤自燃引起的火灾发生的次数占总自燃火灾次数的60%以上。煤矿火灾的发生还经常引发一系列重大事故如瓦斯爆炸、煤尘爆炸等, 矿工的生命安全受到了严重威胁, 给国家带来了惊人的财产损失[2]。

1 矿井概况

山西河曲晋神磁窑沟煤业有限公司隶属山西省晋神能源有限公司, 井田面积为10.6227km2, 年产能为180万吨/年。磁窑沟10202工作面开采10~2煤层, 该煤层为特厚煤层, 赋存较不稳定, 工作面煤 (岩) 层呈单斜构造赋存, 大体向北西方向倾斜, 煤层倾角为2~8°, 煤层平均倾角为4°10′, 煤 (岩) 层中节理、裂隙中等发育。10~2号煤层采用长壁式 (走向或倾斜) 一次采全高综合机械化采煤方法, 采用全部垮落法管理顶板, 通风方式为W型通风。煤层绝对瓦斯涌出量2.086m3/min, 相对瓦斯涌出量0.817m3/t, CO2绝对涌出量3.332m3/min, CO2相对涌出量1.303m3/t。煤层具有爆炸性, 井田各煤层煤的自燃发火期为3~6个月, 井田内各煤层采空区均有自燃现象, 煤的自燃倾向等级为容易自燃煤层。

2 采空区遗煤自燃分析

由于10-2煤层埋深浅, 使综采回采后地表受到煤层开采影响, 引起地面塌陷使采空区形成许多与地表贯通的不易封闭的裂缝, 同时一次采全高的采煤方法, 使采空区的浮煤较多, 在矿井负压通风的作用下形成多源漏风, 漏风过程中, 风流中的氧气源源不断的进入采空区破碎的煤体中, 煤体在氧气的作用下发生缓慢氧化放出热量, 由于采空区内风量较小从而使得产生的热量得以集聚, 温度逐渐升高, 当达到煤的自燃点时, 遗煤就发生了自燃现象。

3 采空区堵漏防灭火

3.1 堵漏防灭火原理

物质燃烧三要素即:可燃物、氧气、温度。只有三个条件同时存在且达到一定数值, 物质才能燃烧。堵漏防灭火技术是将发泡堵漏材料, 通过发泡机的发泡系统将泡沫剂用机械方式充分发泡, 并将泡沫与水泥浆均匀混合, 然后经过发泡机的泵送系统压送到破碎媒体裂隙和缝隙中, 经自然养护形成一种含有大量封闭气孔的新型轻质填充材料[3]。当压力再升到一定程度, 充填体发生塑性变形, 释放巷道压力以防止煤体被重新压裂而形成新的漏风通道, 该充填体能够起到隔绝空气、吸热降温的作用因此堵漏防火效果较好。其堵漏防灭火工艺流程如图1所示。

3.2 高强复合发泡系统

计量磅1台;搅拌机4台;混合浆料输送机 (或注浆泵) 1台;空气压缩机 (或用井下压缩空气代替) 1台, 注浆管50m。试验用的发泡系统如图2。

3.3 高强复合发泡封堵材料主要指标

(1) 发泡倍数5~10倍;

(2) 适用温度≥15℃;

(3) 失去流动性时间为10~30min, 凝固时间为90~200min (可控制) ;

(4) 发泡材料膨胀性适中, 封堵严密;

(5) 对发火区域封堵效果好, 质量高。封堵材料与煤壁之间具有优良的润湿、附着性能;

(6) 材料不燃性能好, 强度高的特点。与同类封堵材料相比, 具有防火阻燃性能优良, 强度高, 达到煤矿安全生产规程要求;

(7) 抗压、抗拉强度高。抗压强度≥0.3MPa, 封堵强度达到防火要求, 无漏气、渗水现象;

(8) 性价比高, 成本较低;

(9) 封堵施工速度快、方便, 发泡速度适中, 凝固时间可控。

3.4 采空区堵漏技术应用

在10202工作面回风巷内做钻场, 钻场断面大小为2×2, 每钻场打三个钻孔, 孔深为20m, 孔径为90mm, 钻场间隔为25~35m, 应用高强度复合硅酸盐发泡材料快速堵漏, 有效地隔绝采空区的漏风, 缩短氧化带。钻孔布置如图4所示。

4 封堵效果分析

采空区遗煤产生自然发火的条件之一是供氧, 蓄热程度由风速决定。一般认为, 能够抑制煤的自热的氧气浓度下限为8%。氧气浓度大于18%为散热带, 小于8%为窒息带, 在8%~18%为自燃氧化带[4], 此处研究遗煤高度为0.2m时自燃氧化带的分布。在实测期间10202综放工作面的供风量为1300m3/min故该模拟选取风量仍为1300m3/min。图5显示了遗煤高度为0.2平面, 封堵前后氧气浓度在8%~18%间的自燃氧化带分布情况。

由图5可知封堵使自然氧化带向工作面靠拢, 且相同风量下, 封堵 (b) 比未封堵 (a) 时氧化带的宽度减小。该数值模拟结果与实际结果基本一致。

5 结论

高强复合发泡防灭火材料注入到封闭区域后在一定压力的作用下, 可密实封闭区域, 堵塞漏风供氧通道。其充填效率高, 抗压能力强, 操作简单, 对于采空区堵漏防灭火十分有效。

应用应用充填材料对封闭采空区的堵漏处理, 应用恰当, 技术合理, 防火效果好, 对于其他矿井采空区封堵漏风工作有一定的参考价值。

摘要：为了解决磁窑沟矿10202工作面采空区遗煤自燃的问题, 通过对采空区遗煤自燃原因的分析, 提出了采用堵漏防灭火技术控制该采空区自然发火的方法, 实践应用表明该方法成功的解决了采空区遗煤自燃, 确保了矿井的正常生产。

关键词：采空区,堵漏,防灭火,数值模拟

参考文献

[1]梁运涛, 罗海珠.中国煤矿火灾防治技术现状与趋势[J].煤炭学报, 2008, 33 (2) :126-130.

[2]王省身, 张国枢.中国煤矿火灾防治技术的现状与发展[J].火灾科学, 1994, 3 (2) :1-6.

[3]雷磊.无机发泡胶凝材料防治采空区遗煤自然研究[D].焦作:河南理工大学, 2011.

防灭火应用 第6篇

均压防灭火是煤矿井下利用火与风关系防治煤炭自燃的有效措施。其宗旨是“降压减风、管风防火、堵风防漏、以风治火”, 达到利用通风防止采空区中的遗煤自燃, 并将火灾扑灭的目的。和注阻化剂、注惰气防灭火、灌浆防灭火等技术相比, 具有投资小、见效快的特点[1]。所以, 均压防灭火技术在煤矿井下的应用研究具有重大的现实和理论意义。

均压防灭火是依据发火区情况, 通过调压风机、连通管、调节风窗等通风设施, 将通风系统中的风压重新分布, 减小漏风通道处的风压差, 控制火灾区的漏风。这是防治煤炭自燃的有效办法, 可预防煤炭自燃和对火区窒息惰化, 实现安全生产。

1 矿井概况

王庄煤矿所采煤层有自然发火倾向, 发火期为2个月—5个月。自矿井投产一来共发生大小火灾40余起, 近去年来共发火1起, 经过多年的井下防灭火技术实践和探索, 尤其是均压防灭火技术的应用, 井下的煤炭自然发火次数明显减少, 有效解除了煤炭自然发火隐患。

2 自燃危险性分析

矿井煤层自燃发生的因素较多, 主要有煤层的自燃特性及其赋存情况, 通风系统、巷道布置、工作面推进速度等因素有关。需对矿井自燃危险性进行分析, 为防治工作面和采空区自燃火灾事故发生提供理论依据。

a) 王庄矿7号和9号煤层发生自燃的主要原因是煤层具有自燃发火倾向性。通过对开采煤层进行自燃倾向性测定, 煤层易自燃, 发火期为2个月—5个月, 是矿井煤层发生自燃的主要原因;

b) 矿井复杂的煤层赋存情况使采空区遗煤自燃危险性加大。王庄矿所采部分煤层倾角大, 采后遗煤较多, 采空区易发火;

c) 井下漏风通道比较多, 为采空区遗煤自燃提供了所需O2。

3 均压防灭火技术原理

实现均压防灭火的条件主要是合理运行通风机、合理管理风网关系, 通过调整井下的通风系统, 改变巷道之间的风压关系, 均衡发火区的进回风侧的风压差, 杜绝或减少向遗煤存留区域的漏风量, 以达到防治煤炭自然发火的目的。

为减少向易发火区域的漏风, 应减小火区的边界, 且边界应稳定可靠, 以风治火包括防火与火区下采煤、惰化火区三方面。

均压技术的关键是控制易发火区进、回风侧处两端风压差, 控制风流方向, 控制漏风量, 减少有害气体的涌出。减少火区和采空区漏风主要有两方面:a) 减小火区或采空区密闭的内外压差;b) 增大采空区或火区内的漏风阻力。前者为均压防火, 后者为密闭防火。但在具体实施过程中, 由于密闭、防火墙、煤柱等受到矿压影响, 会出现破损, 易发生漏风, 影响均压防灭火效果。所以, 如火区或采空区进回风两侧压差较大, 仅采用堵漏的办法减少漏风效果较差。如果在堵漏同时使用均压技术, 可减小漏风通道处两端压差, 减小采空区或者火区的漏风, 阻止火区或采空区内外之间的气体交换[2]。

根据井下实施均压技术的区域是否为封闭, 可将均压分为开区均压与闭区均压。开区均压在正在回采的工作面实施均压调节, 减少向采空区侧的漏风, 从而抑制采空区中的遗煤自燃, 防止采空区内有害气体涌出, 进而保证工作面的安全回采。闭区均压是指在可能发生煤炭自燃的密闭内, 通过均压调节防止煤炭自燃。

4 均压防灭火技术实践

王庄矿2398工作面在回采期间, 因为通风系统调风的需要, 在和密闭区间并联巷道内安装了风门F;在工作面回采后, 在进回风巷设置了密闭墙1、2 (见图1) 。工作面回采密闭后1.5个月, 在密闭墙2中检测到CO, 几天后其浓度急剧上升, 浓度最高时达到14×10-3。通过分析发现:a) 由于密闭区进回风两侧间调节风门F的存在, 密闭墙1与2之间的风压差增大, 采空区内的漏风较多, 引起遗煤的自燃, 从而导致密闭内的CO自密闭墙2上部的裂隙涌出;b) 由于密闭墙2处是煤巷, 密闭墙上部接顶不实, 采空区和密闭墙上部的煤体裂隙间导致漏风。鉴于以上原因, 将并联风路处风流汇合位置设置风门F1, 拆除原有风门F, 如图1所示。通过观测, 密闭墙2中的CO浓度大幅减少, 短期内得到消除。

5 结语

a) 均压防灭火技术采用通风办法, 实现扑灭采空区火灾, 防止采空区遗煤自燃, 消除火灾;b) 均压防灭火技术采用通风方法治火, 操作办法简便、成本低、效果好。在有条件使用均压防灭火技术的矿井应优先考虑;c) 经过煤矿井下防灭火技术的发展, 均压技术配合凝胶阻化技术防灭火效果更好, 可对密闭墙和沿空巷预先做注胶堵漏工作, 同时注胶工艺也不断发展。

参考文献

[1]王德明.矿井火灾学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008:168-178.

防灭火应用 第7篇

特厚煤层采用综采放顶煤开采工艺以成为当今采煤工艺的主体，与其他采煤工艺相比，具有回掘量小、产量高、回采率高、顶板好管理，人员在有高强度支护的空间作业，安全程度有很大提高。但该工艺与分层开采相比推进速度较慢。综采放顶煤工艺将造成比分层开采大2～5倍的采空区而使漏风增大，采空区内浮煤长期处在自燃带内，给防火工作带来很大难度。受地质因素影响工作面有时出现停滞阶段，采空区内极易发火。一但发火将造成工作面封闭，因此采空区灭火工作极为重要。峻德矿2007年9月引进中国矿业大学三相泡沫防灭火新技术。注三相泡沫使体积大幅增大，在采空区内可向高处堆积，对低、高处的浮煤均能有效的覆盖，避免了普通注水或注灰工艺中浆水易沿阻力小的通道流失的现象（拉沟现象）。

1 三相泡沫的组成

三相泡沫是由气体、液体和固体组成。气体是井下移动制氮机产生的高压氮气；液体是加入4‰～6‰发泡剂的水；固体是粉煤灰。

通过发泡剂降低水的表面张力并改变粉煤灰的物理化学性质，使之易于黏附在气泡壁上；靠氮气和浆液本身的动力使气-液-固三项混合液通过发泡器，从而形成高倍数、稳定时间长的三相泡沫。三相泡沫配比为水：灰=1:4。

2 三相泡沫防灭火原理

三相泡沫产生量大且稳定时间长，能很快充满所需充填的空间排除其中的氧气。泡沫破灭后放出的氮气可惰化采空区气体；水可降低充填部位温度；粉煤灰覆盖煤体表面隔绝煤与氧气的接触。从而达到防灭火的目的。

3 三相泡沫防灭火的特点

发泡倍数高、产生量大，根据氮气源和水源确定泡沫产生量。可向高处堆积，覆盖面广，能有效扑灭隐蔽地点火源。

发泡性能好，水浆成为泡沫，能有效避免浆液的流失，不影响工作面环境。

泡沫稳定时间长达8小时以上，包裹氮气性能好，能有效惰化充填位置。

使粉煤灰分布更均匀，能有效隔绝氧气，灭火彻底。可利用现有灌浆系统，成本低、设备轻、操作简单，实现快速灭火。

4 峻德矿二水平南17层一区下行区北块综采二队灭火实例

4.1 采区概况走向480m、倾斜126m、采高2.4m、放煤高度6.8m、可采量0.66Mt、煤层自然发火期56天。

该面2007年4月8日开始开帮，2007年5月18日安装采机至5月21日安完。5月23日采机开始割煤,至5月30日工作面后部溜子开动，因工作面布置在煤层顶板，从顶板往底板过度期间至9月27日平均采出走向58m。因工作面推进速度缓慢，平均月推进不足10m。虽然采空区内进行注氮，在顶板巷向采空区打钻注水和阻化剂，但是采空区内浮煤长期处于氧化带内，最终导致采空区自然发火，于9月27日封闭。封闭后继续向采空区注氮，从顶板巷打钻向采空区注水和三相泡沫封闭后经过水封和注氮注水和三相泡沫等措施使闭内CO绝迹，11月18日机道开始抽水，22日恢复透2.5m2，回风石门闭用导风筒释放瓦斯，23日瓦斯释放完后回风石门破闭。恢复正常通风后进入工作面检查时发现工作面下部第一组架子后部有高温34℃并有热气。开始准备利用机道注氮管注三相泡沫，24日接管，25日三班开始注三相泡沫，共注16800m3。但因封闭后受条件所限没有注到正确位置28日9时30分第一组架子后出现轻烟CO5000PPm，采空区复燃。

4.2灭火方案确定及灭火经过

采空区复燃后向采空区发火点打钻注水防止出现明火，给灭火争取了时间。分析火源位置距工作面10m左右的机道附近，决定采取开区注三相泡沫灭火。打钻时每加一根钻杆时都检查孔内有害气体变化情况，根据钻孔内CO浓度最大位置逐步判断火点范围，最后确定火点位置。在灭火过程中有害气体浓度最大为CO25000PPm、C2H261PPm、C2H4990PPm并有较浓烟雾，进行注水降温和向发火点注三相泡沫。

防灭火应用 第8篇

涡北煤矿8104综放工作面位于南一采区, 开采的是81、82煤层, 煤层平均厚度为6.8 m, 区段标高在-632.1~-914.8 m范围内, 走向长1 358 m, 倾斜长144 m, 工作面采用综采放顶煤回采, “U”型通风, 工作面绝对瓦斯涌出量约为10~13 m3/min, 为高瓦斯工作面, 采用高位钻孔辅以老塘埋管方法抽放瓦斯。

2014年5月13日早班工作面发生一起CO高值超限事故, 回风流CO浓度达到499 ppm, 存在极大火灾隐患, 立即决定工作面停采收作, 采取综合防灭火强化措施抢险。

2 工作面发火隐患产生原因

2.1 直接原因

工作面过落差2 m的ⅡF56断层, 在断层带附近注马格尼628高分子加固材料, 部分加固材料落入采空区, 生成、积聚CO, 工作面老顶垮落导致CO集中挤出。

2.2 间接原因

1) 放顶煤开采工艺, 采空区遗煤较多, 留下采空区自然发火隐患。

2) 采煤工作面煤层倾角变化大, 工作面斜长有变化, 上下顺槽经常撕帮, 使用大料, 上下隅角存在较大悬浮空间, 封堵漏风不严。

3) 临近收作, 工作面进行甩采, 地质条件差, 工作面推进速度慢, 不利于防灭火。

3 综放工作面煤层自然发火特点分析

(1) 工作面推进速度慢。综放工作面煤层比较厚, 单位进尺产煤量大, 即工作面产煤工序包括采煤机割煤和放顶煤2道工序, 所以工作面推进速度比其它回采方式要慢, 增加了煤的自然发火的几率。 (2) 采空区的空间大。由于综放工作面煤层比较厚, 采空区的空间大, 漏风空间大, 漏风量大, 从而增加了自然发火的可能性。 (3) 采空区遗煤量大。综放工作面回采率比其它工作面要低, 因为放煤过程完全靠人为控制, 放煤量取决于放煤工技术水平、工作经验和责任心, 尽管用一些控制手段, 但还是不能完全进行控制。因此, 其回采率远远低于其它工作面, 采空区遗失煤炭多, 满足了煤炭自然发火的条件。 (4) 采空区自然发火位置的不确定性。通过上述分析, 综放工作面采空区有较大的空间, 遗失大量的煤炭, 所以, 其自然发火位置不确定, 给预防和处理综放工作面采空区自然发火造成很大的困难。

4 综合防灭火技术

4.1 均衡瓦斯抽采与通风强度

首先要保证通风系统正规合理、稳定、可靠, 以回风流瓦斯浓度不超过0.5%、温度等符合《规程》要求为原则, 工作面风量控制在500 m3/min左右, 以减小工作面风压, 减少向采空区漏风, 并停止上隅角老塘埋管抽放, 控制或停止高位钻孔抽放。

4.2 加强防火预测预报和探查

采煤工作面上隅角及回风流分别安装温度和CO传感器各1台, 实时监测工作面温度、CO浓度变化情况, 及时掌握防火动态信息。

采煤工作面测气员配备CO便携仪, 对工作面上隅角、束管、架尾、架间、回风流等随时进行检查。

在工作面每5架往采空区打设撞管, 设点检测、取样化验, 取样定点、定人、定时, 重点地段每小班取样2次。安排专人负责对CO、O2、CH4、CO2等气体和温度参数绘制曲线图, 掌握变化动态, 进行分析。

4.3 上下隅角及架间注水玻璃凝胶封堵

加强工作面上、下隅角的封堵, 采用袋装碎矸石对上、下隅角进行充满填实, 上隅角由风巷上帮至最后一架架尾, 下隅角由机巷下帮至第1架架尾;及时对上、下隅角及架尾老塘侧进行喷浆封堵。

在工作面机、风巷各用4辆矿车构筑注浆站, 实行远距离注水玻璃凝胶。工作面上下隅及每架后往采空区打设撞管进行注水玻璃凝胶封堵, 封堵整个采空区, 减少采空区漏风。

4.4 注液态二氧化碳和三相泡沫

利用机巷预埋的注氮管路, 采用液态二氧化碳槽车连续不间断大量向采空区灌注液态二氧化碳。对采空区灌注液态二氧化碳, 吸附阻氧、吸热降温、惰化降氧。CO2比空气密度大, 泄漏流失量小, 可快速沉入底部而挤出O2, 并在采空区内扩散充满其空间, 使采空区内O2浓度急速下降。

三相泡沫利用黄泥的覆盖性、氮气的窒息性和水的吸热降温性进行防灭火;泥浆成为泡沫, 分布更加均匀, 可避免浆体的流失, 提高了防灭火的有效性;可向采空区高处堆积, 扩散范围广, 可扑灭采空区的隐蔽火源。

4.5 架后插管灌浆

应根据顶板的冒落压实状况、浮煤遗留分布等状况, 通过钻孔找出火源点的位置, 采取有针对性、切实可行的措施;对工作面架间、架尾及支架回收垮落区域进行重点插管注浆, 有效消除漏风通道和煤炭蓄热环境。

5 结语

综放工作面停采撤面期间防灭火措施 第9篇

关键词：综放工作面；停采线；防灭火

中图分类号：TD752 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2013）23-0094-02

综合机械化放顶煤采煤法具有产量高、效益好的显著优点，近年来在各矿区广泛应用。但其丢煤集中的缺点，也给煤炭自燃的防治造成了很大困难。只有解决好防灭火问题，才能充分发挥综放工作面的效能。做好综放工作面开采的防灭火工作，是实现高产高效工作面的基本保证。基于此，笔者就某矿4326综放工作面停采撤面期间的防灭火工作谈点自己的认识。

1 4326综放工作面采面条件

4326综放面位于某矿四采区下部，倾斜长300m，工作面走向长1410m，工作面煤层平均厚度为8.6m，煤层倾角为0°～11°。现开采3#煤层，该层煤平均厚度为8.65m，煤层具有自燃发火的倾向（化验为Ⅰ级），自燃发火期为1个月，最短自燃发火期22天；煤尘具有强的爆炸性，火焰长度大于400mm；矿井历年瓦斯等级鉴定均为低瓦斯矿井，但部分采区和工作面煤层含瓦斯量较大。

2 煤的氧化特点及最短自燃发火期

从最短发火期22天可看出，该矿的自燃发火现象是较为严重的。综放开采后的自燃发火情况见表1所示：

由表1可以看出，停采线自燃发火隐患占总次数的22%。而煤炭自燃必须同时具备四个条件：（1）煤具有自燃倾向性，并呈破碎堆积状态存在；（2）有连续的供氧条件；（3）热量易于积聚；（4）有维持煤的氧化过程不断发展的时间。特别是4326超长综放面停采期间，上述四个条件基本同时存在，这就增加了防灭火的难度，而煤炭自燃预防是一项复杂的系统工程，其实质就是要消除煤炭自燃四个条件中的一个或多个。因此，要保障综放工作面的安全回撤，必须高度重视停采前后的防灭火工作，消除自燃隐患。

3 4326综放面停采撤面的防灭火技术措施

4326综放工作面停采撤面期间的防灭火分为三个阶段：第一阶段是停采前的准备与预防；第二阶段是停采期间的预防；第三是封闭后的预防。

3.1 停采前的准备与预防

停采前的准备工作是保证综放工作面安全停采撤面的基础，可从以下四方面考虑。

3.1.1 减少煤与氧接触几率。（1）优化采煤方式，提高煤炭回收率，距停采线100m范围内，加大放煤量，尽可能减少采空区遗煤，重点在钢丝绳和铁丝网前20m加大放煤力度。（2）喷洒阻化剂和撒布岩粉，在距停采线100m范围内，加大喷洒阻化剂量，并撒布岩粉，减少遗煤暴露时间。

3.1.2 减少供氧条件，破坏蓄热环境。在停采前，为减少采空区漏风，在保证安全生产的前提下，减少工作面风量，并在上下隅角设置挡风帘。距回撤通道20m，两顺槽距回撤通道长各300m、宽各20m范围内埋设2寸注浆管路，对工作面上下端头进行注浆，破坏浮煤的蓄热环境。

3.1.3 加强气体监测。工作面回采结束前加强对气体和温度的监测力度。在回风隅角、架前风流进行取样分析，采集的气样应在6h内完成分析，最长不得超过12h，超过12h需重新采集气样进行分析。分析气体种类包括O2、N2、CO、CO2、CH4、C2H4、C2H2等气体。

在工作面回风顺槽停采后20m留设一路束管，停采线后部10m留设一路人工测气管。在工作面轨道顺槽停采后部30m留设一路用泵抽气的束管，停采线后部20m、10m、5m处分别留设一路人工测气管。

3.1.4 其他措施。

（1）在设置风门、密闭等设施地点备足相应物料，各种防灭火材料、设备及时到位。

（2）停采前，每隔3组支架，顶梁和掩护梁的侧护板全部收回，为防灭火钻孔的施工创造条件。

3.2 停采期间防灭火措施

3.2.1 综放工作面的通风设计。

（1）控制综放工作面的风量，保持风量稳定在280～340m3/min之间，工作面回撤支架期间每天至少进行一次测风。

（2）加强巡回检查，及时检修通风设施，风门必须闭锁，严禁两道风门同时打开，严禁任何人破坏通风设施，保持通风系统稳定。

（3）停采后，应及时在工作面停采线进、回风隅角切顶线位置各施工一道2m厚碎煤墙（或粉煤灰墙），要求接顶、接帮，墙断面保证能够封锁隅角全断面，减少向采空区的漏风量。

3.2.2 早期预测预报。早期的预测预报可以及时准确地为综放工作面停采撤面期间火灾发展初期的各种迹象做出预警，是火灾防治的关键技术。该矿利用气体分析法、红外探测法和温度自动监测系统共同实现了煤炭的早期预测预报。

（1）气体分析法。气体分析法是目前普遍用来预测预报自燃火灾的方法。在工作面上下顺槽、工作面中间巷回风隅角和工作面内设置束管。工作面内每三架向后部布置一个钻孔，并下1寸套管，钻孔倾角向上30°，钻孔长度为7～8m，钻孔间距为4.5m，间隔一个钻孔进行人工监测和取样化验分析，两天一个循环，对CO、CO2、CH4、C2H6、C3H8、C2H4、O2气体进行连续检测。

（2）红外探测法。红外探测法是近几年发展起来的一种新的探测技术，其原理是自然界的任何物体只要处于绝对零度之上，都会自行向外发射红外线，通过探测煤岩体红外辐射量可测得煤岩体温度。井下一旦发生自燃发火的迹象，对其精确定位是必要的，此时，红外探测法的优点便显现出来，既可以监测井下自燃发火隐患的发生，又可以为准确的火灾定位提供基础数据。根据探测地点分为采空区探测和停采线探测。其中采空区探测利用MXX红外探测仪，停采线探测采用ST6红外探测仪，红外测点见图1所示：

图1 红外测点布置图

（3）测温法。测温法是在工作面向前推进的过程中向采空区预埋测温元件，通过布置通信电缆的方式将测温元件采集到的煤低温氧化过程中的温度数据传回监测站点，从而判断采空区内自然发火情况。温度探头选择精度较高的Pt100铂电阻传感器。在停采线高冒点处、回风顺槽和采空区内布置温度传感器，并进行编号处理。温度传感器位置确定后，将其安装在10～15mm的套管内，并对温度探头进行加固处理，用黄泥封堵钻孔，待稳定一段时间后，进行温度测定。要特别加强对温度传感器的管理和维护。注意记录观测数据，当测得的煤温维持在30℃以上时，要加大测定力度，并进行处理。

3.2.3 自燃的预防及消除。

（1）注浆与压注粉煤灰。在工作面两顺槽内各预埋设注浆管路，出浆口位于停采线后部20m，停采后对4326上下顺槽进行注浆或粉煤灰，4326中间巷也要保留一路完好的注浆管，以备在需要时进行注浆。

（2）堵漏防灭火。空气的供给是煤自燃的必要条件，堵漏防灭火是煤矿井下防治煤炭自燃的有效手段和根本措施。综放工作面停采以后，高冒点和向采空区的漏风还将继续。因此，堵塞高冒点和向采空区的漏风、隔绝供氧是防止煤炭自然发火的必要措施。

在综放停采线上下隅角分别建一道板闭，然后采用艾格劳尼（或罗克休）快速堵漏泡沫进行充填喷涂，消除上下隅角向采空区的漏风。工作面防止向采空区漏风措施施工完毕后，立即对工作面采空区进行大流量压注稠黄泥浆，以不影响综放工作面回撤为准。要加强观察，防止溃浆。

在综放停采线实体煤侧打钻压注阻化剂（MgCl2），钻孔按三花眼布置，钻孔间距为2.5m，长度为5～6m，停采线喷洒压注总量在20t左右。

（3）采空区注氮防灭火。对采空区的防灭火可采用注氮方式。采空区注入惰性气体后，可对采空区三维立体空间进行惰化，冲淡了氧气与煤炭的接触，从而可防止采空区煤炭自燃发火。

现阶段应加快地面注氮机的布置，使其在短时期内能投入使用。若不能使用，可使用移动式注氮机，一旦出现回风流中CO浓度有较快的上升趋势时，把注氮机的氮气出口与上下顺槽注浆系统管路连接并实施向采空区注氮。

在进行注氮作业时，为保证采面安全，面内必须悬挂便携式两用仪和化学氧自救器。一旦氧气低于18%，能使工人安全撤离。

3.3 封闭后防灭火措施

灌注泥浆。在综放工作面安全回撤完毕后，要迅速密闭上下顺槽，并灌注泥浆。

停采线实现均压通风。当工作面受到采空区有害气体异常涌出的威胁时，对停采线采取均压措施。

4 结语

（1）通过对综放开采后自然发火情况统计，停采线自然发火隐患占22%，必须对工作面撤面期间的停采线采取防灭火措施。

（2）对4326综放工作面停采撤面期间的防灭火工作按时间节点分为停采前、停采期间和封闭后，并根据不同阶段的特点制定防灭火措施。

（3）对于4326超长综放工作面停采撤架期间的防灭火采取以“预防为主，早期预报，红外探测、注浆注氮等先进防治技术”为基础的综合防治措施，以保证采面安全回撤。

参考文献

[1] 徐仁亚.超长综放工作面煤炭自然发火的防治与控制体系研究[D].山东科技大学，2004：33-39.

[2] 郭允相.海域开采自然发火规律及早期预防技术研究[D].山东科技大学，2009：51-53.

[3] 孟祥军，郭杰，于晓波，等.超长综放面煤层自燃防治工作尝试[A].2003年度优秀学术论文集——煤矿先进生产技术交流会论文集[C].2003，（6）：71-73.

[4] 谭花文，王常鑫.海域首采综放面撤架期间防火技术与实践[J].煤矿现代化，2009，（2）：11-15.

防灭火应用 第10篇

注氮是煤矿开采过程中防止采空区自燃发火的重要防灭火手段之一, 现已被煤炭行业广泛推广应用。为达到防灭火效果, 又能做到省时、省力、节约成本, 需对注氮方法及注氮管路进行研究。本文通过实践证明, 科学对比, 阐述了旁路式注氮方法在具有良好防灭火效果的同时, 相比传统注氮方法更加简单实用, 值得借鉴推广。

1 概况

煤峪口矿14#层410盘区81004工作面位于410盘区北部, 南接14#层410盘区81006工作面 (现掘进) , 北接14#层410盘区81002工作面 (已回采) , 西与410盘区系统巷道相连, 东与隔矿界煤柱与忻州窑矿相邻。上覆11#、12#层410盘区81004采空区, 与14#层81004工作面层间距0.8 m~12.5 m。81004工作面煤层厚度为0.8 m~2.97 m, 平均厚度为2.2 m。倾向长为140.3 m (净煤皮) , 走向长为1 006 m。

81004工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤方法。

81004工作面巷道采用两巷布置, 通风方式为“U”型通风, 即21004巷进风, 51004巷回风。根据81004工作面配风设计, 其配风量为690 m3/min。

2 发火条件分析

该煤层具有自燃倾向性, 倾向性质为容易自燃, 自燃等级为Ⅰ类, 自燃发火期为6个~12个月。通过对81004工作面在回采期间的地质构造及采后采空区内遗煤、漏风、等情况进行分析后, 认为81004工作面存在自然发火条件。

3 防灭火措施选择

通过对81004工作面自然发火分析, 为防止81004工作面回采期间采空区遗煤自燃, 需采取防灭火措施。

3.1 防灭火措施

结合矿井防灭火系统及工作面实际情况, 有三种措施可供选择:a) 向采空区灌浆;b) 向采空区喷洒阻化剂;c) 向采空区注氮。

3.2 措施的比较

a) 灌浆。根据地质资料显示, 14#层410盘区为下山倾向, 煤层西高东低, 倾角为1°~4°。若向采空区灌浆, 可能会出现在泥浆未覆盖采空区西部前, 就会淹没工作面东部的现象, 达到防火效果且维护困难;

b) 喷洒阻化剂。81004工作面采用前刮板输送机出煤, 阻化系统的喷头易堵塞, 不易维护;且喷洒阻化剂成本较大, 还需专人管理;阻化剂喷洒不能全部覆盖采空区遗煤;

c) 注氮。注氮可将采空区内O2浓度降低, 也可减少自燃带范围, 能起到抑制采空区遗煤自燃的作用。利用制氮站将N2输送到81004工作面采空区, 井下除管路外, 无其它设备, 管理简单;运行除电费外无其它投资, 费用较低。

3.3 措施的选择

通过上述比较, 81004工作面采用向采空区注氮措施防止遗煤自燃。

4 注氮防灭火方案

4.1 回采期间对采空区实施注氮防灭火

4.1.1 注氮系统

在51006巷铺设注氮管路, 此管路与铺设在14#层410轨道巷的注氮管路连接, 利用410轨道巷注氮钻孔进行注氮, N2来源于地面制氮车间。

4.1.2 注氮工艺

根据81004工作面实际情况, 设计采用“旁路式”注氮工艺, 即:在81004工作面邻巷51006巷布置一趟Φ108 mm的注氮钢管至相对81004切巷位置往外50 m处, 待81004工作面采至75 m时, 开始向采空区内注氮, 之后51006巷每隔100 m施工1个注氮钻孔, 即81004工作面每推进100 m更换1次注氮钻孔。

4.1.3 注氮方式与防灭火方式

a) 注氮方式。根据81004工作面的具体情况, 在不影响工作面正常生产和人员安全的情况下, 采用开放式注氮;b) 注氮防灭火方法。在81004工作面回采期间, 采用连续性注氮防灭火方法。

4.1.4 注氮气体监测

为方便采空区气体取样分析, 在铺设注氮管路的同时, 采空区应同时预埋束管监测探头。在注氮管或支管分叉处必须设置观测点 (测定流量、压力、浓度及温度) 。

4.1.5 参数计算

a) 注氮防灭火惰性指标。 (a) 注氮防火惰化, 即注氮后采空区内O2浓度不得大于7%; (b) 注氮灭火惰化, 即火区内O2浓度不大于3%; (c) 注氮抑制瓦斯爆炸, 其采空区O2浓度指标小于12%;

b) 注氮量。

(a) 按产量计算。此法计算的实质是在单位时间内注氮充满采煤所形成的空间, 使O2浓度降到防灭火惰化指标以下, 其经验计算公式为:

式 (1) 中, QN为注氮流量, m3/min;A为年产量, t;ρ为煤的密度, t/m3;t为年工作日, 取300 d;n1为管路输氮效率, %;n2为采空区注氮效率, %;C1为空气中的氧浓度, 取20.8%;C2为采空区防火惰化指标, 可取7%。

(b) 按吨煤注氮量计算。此法计算是指综放面 (综采面) 每采出1 t煤所需的防火注氮量。根据国内外经验, 每吨煤需5 m3N2量, 可按下式计算注氮流量:

式 (2) 中, K为工作面回采率, 79%。

(c) 按瓦斯计算。

式 (3) 中, Qc为综放面 (综采面) 通风量, m3/min;C为综放面 (综采面) 回风流中的瓦斯浓度, %。

将以上计算结果取最大值, 再结合煤矿具体情况考虑1.2~1.5的安全备用系数, 即为采空区防灭火时的最大注氮流量。即:QN=6.9×60×1.2=497 m3/h。故81004工作面注氮量不得低于497 m3/h。

4.2 注氮期间注意事项

a) 每台制氮机及地面注氮主管路必须安装O2传感器, 以监测N2浓度;b) 在地面注氮主管路上安装流量计以监测N2流量;c) 加强预测预报管理工作, 每周对井下N2浓度进行2次取样化验。发现N2浓度低于97%, 必须采取措施, 确保注入采空区N2浓度不低于97%;d) 81004回采工作面每月至少推进70 m, 防止采空区“自燃带”存在时间过长, 发生遗煤自燃现象;e) 每周对81004工作面上隅角、回风巷进行2次取样化验分析, 发现有自燃迹象需编制专项措施及时进行治理;f) 每周对81004工作面进行一次风量测定, 在满足配风设计的前提下, 实现低风量、低风压供风, 减少采空区漏风和供氧量;g) 在81004工作面上隅角安装1台CO传感器, CO传感器报警浓度为24×10-6;h) 地面制氮站必须设专人管理维护, 若发现N2浓度低于97%时, 必须及时采取措施, 并向矿调度、通风调度汇报;i) 设专人负责注氮工作的调度及注氮量的统计, 发现N2浓度、流量达不到设计要求后, 必须向矿总工程师汇报。

5 注氮效果

因81004工作面采空区在2013年4月发现CO, 经矿采用多种措施后, CO无降低趋势, 故矿决定对该工作面进行注氮, 注氮后81004工作面采空区CO浓度从450×10-6, 降低至现在的10×10-6左右, 在注氮期间, 每天的注氮量为600 m3/h以上, N2浓度为98%以上, 从采空区取样化验分析, 采空区的O2浓度在3%~4%左右, N2浓度为80%以上, 根据以上数据观察, 内因火灾发火的各项指标都未超标, 所以该工作面内因火灾已消除。

6 安全效益及经济效益

6.1 安全效益

注氮后, 使采空区自燃发火周期延长, 降低内因火灾发火几率, 确保工作面的安全生产。

6.2 经济效益

a) 使用注氮系统后, 只需要支付2名工作人员的工资及电费, 按每度工业用电1.4元及注氮泵的功率在加2人工资计算, 每天的开销为350元;

b) 采用在本工作面顺槽铺设埋线管注氮, 注氮管路在工作面推进时被甩进采空区, 不能回收利用, 但采用旁路式注氮, 所有注氮管路可重复使用。因410盘区目前还有8个回采工作面, 每个回采工作面大约铺设1 000 m注氮管路, 如采用顺槽铺设埋线管注氮, 8个回采工作面需1 079 500元管路钱, 如采用旁路式注氮, 5个工作面大约需要134 937.5元管路钱, 旁路式注氮比顺槽铺设埋线管注氮节省539 750元。

7 结语