1703綜放工作面綜合防滅火治理技術

劉運龍

(中煤能源新疆天山煤電有限責任公司，新疆 呼圖壁 831200)

0 引言

1703工作面位于106煤礦井田的東南部，礦井+1 273 m水平(1采區)，是1采區7號煤層第1個回采工作面。7號煤層厚度7.0～10.0 m，平均煤厚8.82 m。煤層傾角13°～17°，平均傾角15°。自然發火類型為容易自燃煤層，瓦斯等級為低瓦斯礦井，煤塵具有爆炸危險性。工作面材料道停采線至切眼長694 m，溜子道停采線至切眼725 m。該工作面北部為規劃的1702工作面，其中1702材料道已掘進到位，南部為火燒區邊界防水煤柱，東鄰F22斷層；西部為采區上山保護煤柱，上部為1603采空區，下部為8號煤層。工作面采用走向長壁采煤法，綜采放頂煤采煤工藝，全部垮落法控制頂板。7號煤層1703工作面煤層平均厚度為8.82 m，機采高度3.4 m，工作面放煤高度為5.42 m，其采放比為1∶1.59，日循環個數為2個，循環進度0.8 m。

1 1703工作面自燃因素分析

1.1 自燃周期短

根據中煤科工集團重慶研究院有限公司2014年6月編制的《中煤能源新疆天山煤電有限責任公司106煤礦煤自燃傾向性鑒定報告》，7號煤層為容易自燃煤層，最短自然發火期為38 d。

1.2 煤層組分揮發性

煤層自燃的內在影響因素主要受揮發分、真相對密度、硫分、磷分、惰質組含量影響。揮發分越大，孔隙率越大，含硫量越高，含磷量越高自燃傾向性越強。根據本礦井煤樣自燃傾向性鑒定報告，7號煤層揮發分為32.25%，真相對密度為1.45 kg/m3。根據地質報告，7號煤層揮發分在27.09%～41.49%，平均31.54%；硫分含量在0.07%～0.34%，平均0.17%；磷分含量在0.001%～0.003 3%，平均0.008%；惰質組含量在71.1%～92.1%，平均82.42%。由上可知，7號煤層揮發分較高，有利于形成煤層自燃，含硫量、含磷量和惰質組等基本屬于適中范圍。

1.3 工作面推進度緩慢

根據煤礦生產計劃安排1703回采工作面每天完成3個循環，循環進度0.8 m，煤層最短自然發火期為38 d，工作面可推進度為91.2 m。根據周邊礦井采空區自燃“三帶”進行劃分，90 m往后為窒息帶，正常回采時，采空區遺煤能在發生自燃前進入采空區窒息帶，在我礦7號煤層采空區自燃“三帶”未測定之前，按周邊礦井測定值取90 m。工作面應盡可能少留浮煤，并采取加快回采進度等措施，盡一切可能防止煤層自然發火[15]。

2 1703工作面防治煤層自然發火技術方案

結合綜放工作面的實際情況及7號煤層的自然發火及標志性氣體檢測，確定1703綜放工作面采用自然發火預測預報技術、灌漿防滅火、注氮、注二氧化碳等相結合的綜合防滅火措施，以保障1703工作面的安全回采。

根據7號煤層的自然發火及標志性氣體檢測報告，7號煤層的自然發火臨界溫度為142 ℃，當煤體溫度達到臨界值時出現C2H4、C2H6氣體，CO氣體濃度389.70×10-6，C2H4可以作為煤炭自然發火氣體指標，C2H6氣體可以作為煤炭自然發火輔助性氣體指標[6]，煤樣自然發火期為70 d。

2.1 預測預報技術

人工檢測由瓦斯檢查員兼職，配備便攜式CO檢測報警儀和溫度計每班檢測2次，對工作面上下隅角、工作面、回風流CO和溫度進行檢測。該礦配置的KSS-200C的束管監控系統，可對O2、N2、CO、CH4、CO2、C2H4、C2H6、C2H2等氣體含量進行監測。此外，礦井安裝有KJ90X安全監控系統，在工作面回風流中安裝CO、溫度傳感器，對工作面進行24 h實時監測。

2.2 灌漿防滅火

工作面正常推進期間一般不需要灌漿，在工作面出切眼(始采線)、停采(終采線)、過構造、回撤、緩慢推進、工作面封閉后，以及檢測到采空區CO濃度超過100×10-6時需要灌漿[7]。為了保證及時、簡便地處理自燃隱患，根據該礦井實際生產經驗，設計采用埋管灌漿法。1703綜放工作面每推進90 m，設置一道20 m的隔離帶(20 m區段，每架放煤必須見到矸石，確保頂煤放干凈，然后進行注漿，形成隔離帶)。即在工作面的進風巷沿上幫向采空區埋設一趟管路，其中第1個灌漿管道設在開切眼處。當第1個灌漿口埋入采空區30 m后開始灌漿，同時埋入第2趟灌漿管路(灌漿管口的移動步距暫時選定為30 m，可通過實際灌漿效果考察進行修正)。當第2趟灌漿管口埋入采空區30 m后向采空區灌漿，同時停止第1趟管路灌漿，并又重新埋設灌漿管路，如此循環，直至工作面采完為止。如果發現灌漿異常或管路堵死，必須立即倒換管路。

圖1 埋管灌漿示意Fig.1 Schematic diagram of buried pipe grouting

2.2.1 注漿量

灌漿站工作制度與回采工作緊密配合，根據實際需要調整灌漿班次及灌漿時間。灌漿量計算[8]見式(1)

(1)

式中，QW為回采工作面灌漿量，m3/h；G為工作面日產量，3 636 t/d；W為工作面灌漿寬度，100 m；h為灌漿材料覆蓋厚度，取0.25 m；δ為土水比倒數，取3；M為漿液制成率，0.9；ρC為煤的密度，取1.32 t/m3；H為工作面回采高度，綜放工作面取(割煤高度+放煤高度)×頂煤采出率；L為工作面長度，200 m；N為灌漿添加劑防滅火效率因子，取1；t為灌注時間，取8 h/d。經計算，灌漿量QW=16.77 m3/h。設計1703工作面每小時最大灌漿量取17 m3/h，灌漿時間8 h，已有灌漿站能滿足要求。

2.2.2 輸漿管路及輸漿方式

輸漿管道臨界直徑的計算[9]見式(2)

D1=(0.915 8×Q/3 600×π)24/53(αλ/g11/8)8/53[(ρs-ρ)ρm/(ρm-ρ)(ρs-ρm)Δω]2/3

(2)

式中，D1為臨界直徑，mm；Q為管道通過的流量，取60 m3/h；α為固體顆粒的抑紊減阻系數，取0.9；λ為水的摩阻系數，取0.023 7；g為重力加速度，m/s2；ρs為灌漿材料真密度(粘土)，取1.6 t/m3；ρ為水的密度，t/m3；ρm為漿液的密度，1.12 t/m3；Δ為注漿管道當量粗糙度，取0.000 046 m；ω為顆粒平均自由沉降速度，取0.005 m/s。計算得D1=107.31 mm。根據《煤炭礦井設計防火規范》(GB 51078—2015)中要求，輸漿管道管徑內徑選擇不應大于臨界直徑，該礦安裝的注漿管路為114 mm符合規范要求。管道壁厚計算公式為

δ≥δj+2.5,δj=Pd/2[σ]φ

(3)

式中，2.5為考慮制造壁厚公差及腐蝕裕度的附加值，mm；δj為計算壁厚，mm；δ為采用壁厚，mm；d為管路內徑，mm；[σ]按碳鋼Q235，取113；P為最大計算壓力，MPa，P=γH/1 000;γ為泥漿密度，1.182 t/m3;H為高差，取224 m。經計算δ=3.70 mm，設計采用D114 mm×6 mm無縫鋼管，符合要求。

輸漿管路總水頭損失的計算見式(4)、式(5)

HT=(1+KΞ)×∑m=Lj×ij

(4)

i=?αλv2ρm/2gDρ+KJμs(ρm-ρ/ρs-ρ)(ρs-ρm/ρ)ω/v」×10-2

(5)

式中，HT為輸漿管道總水頭損失,MPa；KΞ為輸漿管道局部阻力系數，取0.125；m為輸漿管道段數，1段；Lj為分段管路長度，m；管道長度約2 000 m；i為輸漿管路沿程水力坡降，MPa/m；v為漿液流速，m/s；D為管道內徑，取0.108 m；KJ為顆粒推移運動比例與自由沉降速度和流速之間關系系數，取11；μs為顆粒與管道的摩擦阻力系數，取0.50。經計算，對于D114 mm×6 mm的管道，HT=160.0 m；灌漿站至工作面最不利點高差為170.00 m，標高+1 570 m以下采用靜壓灌漿可滿足井下灌漿要求，標高+1 570 m以上采用加壓灌漿可滿足井下灌漿要求。

2.3 注惰防滅火

工作面正常推進期間一般不注氮，在工作面初采、停采、過構造、回撤、緩慢推進時，以及檢測到回風流CO濃度超過24×10-6時開始注氮。根據礦井實際生產經驗選用埋管注氮工藝，即工作面進風巷沿采空區埋設一趟管路，當釋放口埋入采空區30 m后開始注氮，注氮結束后埋入另外一趟管路待工作面向前推進30 m后開始注氮，隨著工作面向前推進如此循環，當工作面及兩道風流中氧氣濃度小于18%時停止注氮，防止工作面氧氣濃度過低影響正常工作。如果發現注氮壓力異常、管路破損或管路堵死，必須立即倒換管路。

圖2 注氮管埋設及釋放口位置Fig.2 Nitrogen injection pipe burial and release port location

2.3.1 注氮量

確定注氮量主要根據防滅火區的空間大小及自燃程度確定，其實質是在單位時間內注氮充滿采煤所形成的空間，使氧氣濃度降到防滅火惰化指標以下[1012]。回采工作面注氮量應采用式(6)計算

(6)

式中，QN為注氮流量，m3/h；Q0為采空區氧化帶的漏風量，取16 m3/min；C1為采空區氧化帶內原始氧濃度，設計取11.8%；C2為注氮防火惰化指標，設計取7%；CN為注入氮氣中的氮氣純度，設計取97%。經計算，1703工作面注氮量為1 152 m3/h。礦井共布置一個綜放工作面，礦井注氮能力為1 400 m3/h，現有注氮設備滿足要求。

2.3.2 注氮管路

輸氮管路末端壓力可按式(7)計算

(7)

式中，P1為輸氮管路供氮絕對壓力,取1.05 MPa；P2為輸氮管路末端絕對壓力，不小于0.2 MPa；Qmax為管路最大輸氮量，m3/h；D0為基準直徑，取150 mm；Di為實際輸氮管路直徑,mm；Li為相同直徑管路長度，km；λ0為基準管路的阻力損失系數，取0.026；λi為實際輸氮管路的阻力損失系數。經計算，P2為0.9 MPa，大于按最遠輸送距離為4.05 km計算的0.2 MPa，滿足《煤炭礦井設計防火規范》的要求。

3 效果分析

106煤礦1703工作面在開采過程中，根據工作面防滅火設計進行防治，采空區內CO濃度較低，基本低于18×10-6，可以判斷，采空區無自然發火的可能，防治效果良好。2020年4月份17036工作面因故需停產。停產期間束管監測系統監測表明，采空區內CO濃度上升，CO濃度超過35×10-6，根據1703工作面防滅火設計，每天24 h不間斷壓注氮氣，同時，每天注漿時間4小時，灌注量約240 m3。該期間對采空區90 m處(氧化帶內)的O2濃度和CO濃度進行監測，濃度變化如圖3所示，采空區進行灌注液態氮氣后，CO濃度迅速降低，由62×10-6降至20×10-6以下，滅火效果明顯。

圖3 采空區氣體濃度變化Fig.3 Changes of gas concentration in goaf

4 結語

針對1703綜放工作面的實際開采情況，回采過程中采取預測預報、灌漿防滅火、注惰防滅火等綜合防滅火技術措施。通過束管監測系統監測發現，在工作面回采過程中有效控制了采空區煤層自燃現象，CO體積分數控制在允許范圍內，實現了采空區防滅火的目的，保證了綜放工作面的安全高效回采。綜合防滅火措施取得了顯著的應用成效，為類似條件下的工作面自然發火防治提供一定的參考。