近距離易自燃煤層復合采空區瓦斯與火綜合治理技術

景珂寧

1 概述

瓦斯和煤自然發火是制約煤礦安全生產的兩個重大災害，當二者共存時，增大了治理技術難度[1]。對于近距離煤層開采形成的復合采空區，進行瓦斯治理和煤炭自燃防治會產生相互影響[2]。抽放瓦斯過量會導致采空區漏風增大，易引發自燃事故；采取封堵控制漏風、注氮及注漿等防滅火措施，又影響瓦斯抽放效果。

煤峪口礦11-12#合并層81022 工作面煤厚7.6 m～8.4 m，埋深325 m～352 m。位于其下方的14-2#層81004工作面煤厚0.8 m～2.97 m。兩煤層均采用綜放一次采全高采煤方法，層間距離最小處只有0.8m。當開采下層14-2#煤時，兩層煤的采空區受采動影響串通形成復合采空區。上層采空區內的瓦斯對下開采層的工作面造成影響。下層煤瓦斯抽放過程中，大量新鮮空氣通過地表裂隙漏入上層采空區，采空區內的遺煤發生二次氧化，極易引發采空區遺煤自燃[3]。掌握近距離煤層復合采空區瓦斯與煤自然發火相互影響過程，提出協同防控技術，可有效解決兩種災害對礦井安全生產的影響，提高礦井整體安全技術水平。

2 煤層瓦斯參數及自然發火規律

2.1 煤層瓦斯參數

通過實驗室試驗測得11-12#合并層原始瓦斯含量為2.94 m3/t～3.19 m3/t，堅固性系數為1.54，瓦斯放散初速度為22 mmHg～23.1 mmHg；14-2#層原始瓦斯含量為2.08 m3/t，～2.31m3/t，堅固性系數為1.06，瓦斯放散初速度為17.5 mmHg～18.1 mmHg。利用多項式擬合的方法測得，瓦斯來源本煤層（煤壁）占36.14%，采空區占63.86%；表明工作面的主要瓦斯涌出來自于采空區。

2.2 煤自燃特性及自然發火規律

通過程序升溫實驗，測得11-12#煤的臨界溫度范圍為70～85℃，干裂溫度為100～115℃；14-2#的臨界溫度范圍為70～90℃，干裂溫度為110～125℃。11-12#合并層煤樣C2H6氣體在60℃左右少量出現，14-2#層煤樣C2H6氣體在70℃左右少量出現；11-12#合并層和14-2#層煤樣C2H4氣體都在90℃左右出現。煤樣在二次氧化過程中產生的CO 大于一次氧化，二次氧化煤氧復合作用更加劇烈。二次氧化時，11-12#合并層煤樣的臨界溫度范圍為60～80℃，干裂溫度范圍為100～110℃。二次氧化在47～52℃產生C2H6氣體，在87～92℃時產生C2H4氣體。

在自然發火實驗條件下，11-12#合并層煤的實驗自然發火期為65 天，臨界溫度為59.5℃，干裂溫度為103.6℃，C2H6在升溫初始階段就出現大量氣體，C2H4在72.4℃后開始出現，采空區內遺煤厚度如果不超過0.615 m，則堆煤無法蓄熱，溫度不會超過臨界值而發生自燃。

3 近距離煤層復合采空區圍巖裂隙演化規律

3.1 近距離煤層重復采動覆巖垮落規律

研究觀測表明，從11-12#合并層工作面開切眼開釆至第31 m 時直接頂初次垮落，垮落高度為1 m。直接頂初次垮落后，當工作面開采至64 m 時發生老頂初次垮落，垮落高度約35 m;采至87 m 時發生老頂第一次周期來壓，到113 m 時發生老頂第二次周期來壓，141 m 時發生老頂第三次周期來壓，平均周期來壓步距為25.67 m。11-12#合并層回采覆巖垮落情況見圖1。

圖1 11-12#合并層回采覆巖垮落

當14-2#煤層開采時，上層已開采完畢，同時其頂板及上覆巖層都已垮落并重新壓實，由于受11-12#合并層開采的影響，14-2#煤層頂板受到一定程度的破壞，產生了裂隙或裂縫，接頂強度不高。因此在開采過程中，直接頂隨釆隨落，無明顯的老頂初次來壓或周期來壓。14-2#煤層回采后覆巖垮落情況見圖2。11-12#煤層采場覆巖冒落帶高度為31.98 m～40 m，為采高的3.9～5 倍；14-2#煤層開采后，復合采空區冒落帶高度為49.2 m～53 m，為采高的4.4～4.8倍。

圖2 14-2#煤層回采后覆巖垮落

3.2 近距離煤層重復采動底板應力分布規律

分析圖3、圖4 可知，隨著11-12#合并層開采的進行，采空區處的應力降低，而應力最大值出現在工作面前方約50 mm～100 mm 處，且煤體內的應力最大值也在不斷升高。14-2#煤層的開采過程中，僅開采范圍內的頂板應力有較大波動。

圖3 14-2#煤層開釆應力分布

圖4 11-2#合并層開釆應力分布

3.3 近距離煤層瓦斯運移規律

14-2#煤層工作面瓦斯來源于兩部分，一是本煤層釋放瓦斯；二是復合采空區的瓦斯。此外，由于采場覆巖斷裂帶的存在，瓦斯會在破斷裂隙發育區繼續上升，漂浮到斷裂帶頂部的離層發育區[4]。并大量聚集在復合采空區采動裂隙圓矩梯臺帶（如圖5 所示）。因此，將瓦斯抽采管道布置在其中，瓦斯抽采率高。

圖5 近距離煤層群復合采空區瓦斯流動示意圖

4 采空區瓦斯與火協同防治方案

4.1 加強氣體監測

為了實時掌握81004 工作面相關參數的動態情況，在回風巷、上隅角、工作面、尾巷安裝CO、CH4傳感器。在采煤機安裝機載式CH4斷電儀或CH4檢測報警儀。在回風巷、上隅角、工作面CH4傳感器報警濃度為≥0.8%，斷電濃度為≥0.8%。在抽采管路上安裝CO、CH4濃度傳感器，流量傳感器及負壓傳感器。CO傳感器報警濃度為24 ppm。在上隅角埋設束管一趟，每天人工取氣樣進行分析采空區O2、CO、N2、CH4、C2H2、C2H4等氣體成分。

4.2 回風巷超前鉆孔抽放瓦斯治理技術

在81004 工作面回風巷中布置超前瓦斯抽放鉆場，向上覆采空區打穿層鉆孔。然后使用井下移動式瓦斯抽采泵對81022工作面采空區進行抽放，如圖6所示。依據上述分析，設計在81004工作面回風巷布置9組鉆場，每組分別施工12 個鉆孔。第一組距離切眼70 m，每組間距100 m，孔間距≥1 m，孔徑108 mm。81004 工作面配700 m3/min 風量，每分鐘瓦斯抽放量60 m3～70 m3。使用該方法提前預抽上覆采空區瓦斯，對于降低本工作面瓦斯濃度效果顯著。

圖6 回風巷超前鉆孔抽放瓦斯示意圖

4.3 復合采空區注氮防滅火技術

利用煤峪口礦現有的注氮系統，設計選用鄰近工作面注氮的方法防治復合采空區遺煤自燃，見圖7。從相鄰工作面回風巷向81004工作面進風巷布置一趟穿過保護煤柱的注氮管路，直徑108 mm。管口落點位于81004工作面切眼回采方向50 m處，高度處于11-12#合并層地板遺煤位置。待81004 工作面回采至75m時，開始向復合采空區內的遺煤區域注氮，之后工作面每推進80 m施工一個注氮鉆孔。經計算采用開放式、連續向該工作面注入600 m3/h～700 m3/h的氮氣。

圖7 81004工作面采空區注氮

4.4 實施效果

通過對81004工作面瓦斯抽采鉆孔現場實測。管路中瓦斯的平均濃度為3%左右，瓦斯純量平均2 m3/min左右，占瓦斯涌出總量60%左右。

抽采管路中的CO濃度如圖8所示。81004工作面上隅角CO 濃度如圖9 所示。分析可知抽采管路中的CO濃度在20 ppm以內，上隅角的CO濃度基本被控制在10 ppm以內，采空區內未發現自燃現象。

圖8 瓦斯抽采管路中CO濃度

圖9 81004工作面上隅角CO濃度

圖10 81004工作面、上隅角、回風巷瓦斯濃度

分析圖10 可知，該工作面的上隅角、回風巷的瓦斯濃度都沒有超過0.7%，治理效果明顯。

4.5 灌漿防滅火技術方案

如果采空區注氮方法不能完全控制采空區遺煤自燃時，可以采用黃泥灌漿防滅火技術方案。利用14-2#層410 軌道巷灌漿孔對81004 系統巷實施灌漿，見圖11。灌漿材料的要求：顆粒要小于2 mm，而且細小顆粒(粘土：≤0.005 mm 者應占60%～70%)要占大部分。比重：2.4 t/m3～2.8 t/m3；塑性指數為9～11；膠體混合物（按MgO 含量計）為25%～30%；含砂量為25%～30%，（顆粒為0.5 mm～0.25 mm以下）。

圖11 灌漿技術方案示意圖

5 結論

1）通過現場實測得到了試驗工作面瓦斯涌出來源本煤層（煤壁）占36.14%，采空區占63.86%；同時瓦斯絕對涌出量隨著工作面配風量、產量及推進速度的增大而增大。

2）研究得出了11-12#煤層采場覆巖冒落帶高度為31.98 m～40 m，為采高的3.9～5倍；14-2#煤層開采后，復合采空區冒落帶高度為49.2 m～53 m，復合采空區冒落帶高度是工作面總采高的4.4～4.8倍。81004工作面瓦斯來源為本煤層釋放瓦斯和復合采空區的瓦斯。

3）通過建立合理的配風量與推進速度、下層巷道超前抽放及開區注氮的瓦斯與煤自燃協同防控技術體系，有效防治了近距離易自燃煤層群復合采空區瓦斯超限與煤自燃的技術難題。