三交河煤礦2-2-601工作面采空區防滅火技術研究與應用

張建華

（霍州煤電集團三交河煤礦，山西 洪洞041600）

1 工程概況

霍州煤電集團三交河煤礦2-2-601工作面位于978水平六采區南翼，其西側為實體煤，南端為實體煤，北端鄰六采區皮帶巷。工作面最大埋深約296 m，開采2-2煤層，煤層厚度1.03～2.76 m，平均厚度2.06 m，直接頂以泥巖、砂質泥巖為主，2-2-601工作面走向長度約1 800 m，傾向長度253 m，采用綜合機械化開采，通風方式為“U”型通風。根據礦井地質資料可知，2-2煤層屬自燃煤層，煤層自燃等級為Ⅱ級，現為防止采空區出現遺煤自燃現象，特進行采空區自燃“三帶”分布規律的分析及防滅火方案的設計。

2 采空區自燃“三帶”分布

為掌握2-2-601工作面采空區自燃“三帶”的分布規律，現采用預埋束管的方式進行采空區內氣體成分的檢測作業，檢測范圍為工作面250 m，測點每間隔50 m設置1個，本次檢測方案共計布置10個測點，其中采空區進風側和回風側布置6個，工作面及回風順槽布置4個測點。

測點采用預埋束管的方法進行采空區內氣體的抽取與檢測，每根束管負責監測一點的氣體，不同束管之間通過顏色不同來區分測點位置，探頭采用直徑8 mm的過濾式探頭，布置探頭時將其抬高0.5 m以防止積水堵塞束管，埋管及探頭布置見圖1。

圖1 埋管及觀測探頭布置形式示意圖

在工作面回采期間，通過對采空區內氣體的持續觀測，能夠得出隨著采空區進風側與回風側氧濃度、CO濃度與采空區深度間的曲線圖見圖2。

分析圖2可知，隨著埋入采空區深度的不斷增大，采空區進風側與回風側的氧濃度呈現出逐漸減小的趨勢，其中進風側埋入采空區深度0～100 m的范圍內，氧濃度的下降幅度較低，當埋入深度大于100 m時，氧濃度的下降速率開始逐漸增大；回風側在埋入采空區0～70 m的范圍內，氧濃度的下降幅度較低，當埋入深度大于70 m后，氧濃度的下降速度開始逐漸增大；據此可知采空區回風側氧濃度的下降速率高于采空區進風側，出現這種現象的主要原因為采空區上方為主要的漏風通道，在風流的作用下，采空區上方的氧氣濃度較高，即導致采空區上方氧濃度高于采空區下方。

圖2 采空區氧濃度、CO濃度-埋入采空區深度曲線圖

根據煤層自燃理論[1-2]，結合2號煤層特征確定采用CO作為衡量遺煤自燃的指標時，當CO濃度高于24×10-6，即代表遺煤具有自燃危險性；分析圖2可知，采空區進風側與回風側在氧氣濃度＞10%時，CO濃度達到一定值后基本處于穩定狀態，據此可知，采空區在常溫狀態下，氧氣濃度在10%左右時可有效抑制采空區浮煤的自燃現象；在氧氣濃度低于5%時，采空區內的CO濃度便開始逐漸降低。

另外從圖3可看出，隨著工作面回采作業的進行，測點埋入的深度不斷增加，在采空區0～90 m范圍內CO濃度相對較低，當埋入深度在90～150 m范圍內時，該區域CO濃度相對較高，O2濃度基本在10%～18%范圍內，氧氣濃度能夠為遺煤氧化提供供養條件，進而導致遺煤自燃氧化速度較快，最終表現為CO濃度較大，最大峰值達到33×10-6；在采空區進風側110.8 m深度和回風側87.6 m深度后，采空區內氧氣含量不斷下降，而CO濃度開始逐漸升高，即可大致判定為采空區進入了氧化升溫帶。

根據采空區自燃危險區劃分方法及步驟[3-4]，結合實測氣體數據，最終可確定采空區散熱帶主要分布在距工作面10～100 m范圍內，采空區進風側由于漏風的影響，導致散熱帶在中部相對較淺，約為95 m；窒息帶分布在距離工作面155～165 m范圍內，其中進風側為165 m、回風側為137 m，采空區中部為160 m，即采空區進風側、中部、回風側氧化升溫帶的寬度分別為55、50、50 m，具體采空區自燃“三帶”范圍見表1，自燃“三帶”分布規律見圖3。

表1 采空區自燃“三帶”分布范圍數據表

圖3 采空區自燃“三帶”分布圖

3 防滅火方案及效果

3.1 防滅火方案

根據2-2-601工作面的地質條件，結合上述采空自燃“三帶”的分析結果，確定采空區防滅火方案為封堵漏風+注氮降氧+黃泥灌漿相結合的方案，具體防滅火方案各項技術措施如下：

1）封堵漏風。在工作面回采期間，進風巷和回風巷兩端頭采用堆積沙袋進行端頭的封堵，沙袋墻的寬度為巷道的寬度，高度應大于600 mm，并確保沙袋墻接頂接幫嚴實，沙袋墻在采空區進風巷和回風巷端頭每間隔50 m布置1道，沙袋墻堆設完畢后，在墻體表面噴涂高分子材料，以保障墻體的密封效果，在進風巷區域墻體堆設時，提前預埋好注漿管路，具體布置形式如圖4所示。

圖4 回采巷道端頭封堵漏風示意圖

2）注氮降氧。工作面回采期間進行采空區注氮作業，以有效降低氧氣的含量[5-6]，注氮采用交替注氮的方式，交替邁步距離為25 m；注氮管路布置在進風巷內，其中進風側的注氮管路大于50 mm，當注氮管路埋入采空區25 m后，即可開始注氮作業，并進行第2趟管路的鋪設，當第2趟管路埋入采空區25 m后，即可停止第1趟管路的注氮，開啟第2趟管路進行注氮作業，如此反復進行注氮作業，具體注氮管路布置形式如圖5所示。

圖5 注氮管路布置形式示意圖

3）黃泥灌漿。根據2-2-601工作面賦存條件及開采特點，在回風順槽內每間隔40 m布置1趟灌漿管路，管徑大于100 mm，灌漿采用隨采隨灌的方式，漿液采用黃泥漿，灌漿系統主要包括漿液制備、運輸、和灌注，黃泥漿在礦井地面設置灌漿站，由地面攪拌站攪拌完成后，通過灌漿管路將黃泥漿輸送至采空區回風順槽灌漿點位置，具體灌漿系統見圖6。

圖6 灌漿系統示意圖

3.2 效果分析

工作面采用上述防滅火方案后，通過束管監測系統的持續監測，結合人工測試的方式，對采空區內氣體進行3個月的監測分析，能夠繪制得出采空區CO含量與埋入采空區深度的曲線圖，具體見圖7。

圖7 采空區CO含量曲線圖

分析圖7可知，隨著工作面回采作業的進行，采空區的CO含量呈現出先增大后減小的趨勢，CO含量的最大值為18×10-6，未超過24×10-6，CO含量較高的區域出現在埋入采空區290～321 m的位置處，該區域由于埋入采空區過深，采取的防滅火措施基本無法擴散至該區域，但當埋入深度大于321 m后，由于上覆巖層在自重應力作用下逐漸壓實，該區域的氧氣含量逐漸降低，進而出現CO含量又逐漸降低的現象。基于上述分析可知，當工作面采空區采用上述防滅火方案后，有效減緩了采空區內遺煤的氧化，防止了采空區出現自燃現象。

4 結論

根據2-2-601工作面賦存情況及開采特征，采用采空區束管監測的方式進行自燃“三帶”分布規律的分析，根據分析結果得出采空區進風側、中部、回風側氧化升溫帶的寬度分別為55、50、50 m，設計采空區采用封堵漏風+注氮降氧+黃泥灌漿相結合的防滅火方案，實施后的CO含量分析結果可知，該方案有效抑制了遺煤的氧化，確保了采空區內無自燃現象出現，為工作面的安全生產提供了保障。