陜蒙礦區深部開采沿空側煤自燃特性與分區防控方法

吳建賓，李 冬，張彥寬，拓龍龍，吳明明，孫風榮

（1.兗州煤業鄂爾多斯能化有限公司，內蒙古 鄂爾多斯 017010；2.鄂爾多斯市營盤壕煤炭有限公司，內蒙古 鄂爾多斯017300；3.內蒙古昊晟煤業有限公司，內蒙古 鄂爾多斯 017212；4.新礦內蒙能源有限責任公司，內蒙古 鄂爾多斯 017000）

煤自燃容易引起其他次生災害，常發生煤自燃的區域主要包括工作面后部采空區、破碎煤柱、高冒區和相鄰采空區等。煤礦井下環境較為復雜，煤自然發火存在一定的隱蔽性，火源位置無法直接精準判定，給礦井防滅火工作帶來了極大的困難[1]。

陜蒙礦區隨著開采深度逐年增加，煤自燃危險性增強，特別是受防治沖擊地壓的影響，開采速度慢，自燃防治難度大。為提高煤炭回采效率，沿空留巷和沿空掘巷技術不斷地被推廣應用，成為很有效的開采方式[2]。按照預留煤柱的寬度可以將沿空掘巷分為：完全沿空掘巷、窄煤柱沿空掘巷和寬煤柱沿空掘巷等[3-4]。經過沿空掘巷后，原始應力的初始平衡狀態被破壞，煤柱和巷道周圍的煤體發生破碎，產生的大量裂隙增強了煤體間的漏風，甚至與相鄰采空區發生導通漏風，長時間暴露在極易發生煤自燃的環境中，存在沿空巷道松散煤體和相鄰采空區內遺煤發生自燃的可能性[5-6]。隨著工作面向前推進，窄煤柱進入采空區后成為采空區遺煤，增大了采空區煤自燃的危險性[7-8]。

根據徐精彩[9]提出的采空區煤自燃“三帶”理論，采空區內的遺煤在合適的氧氣氛圍和蓄熱環境下，以一定的粒度和厚度堆積時，且時間超過最短自然發火期后容易發生煤自燃，該理論也適用于相鄰采空區；文虎等[10]研究得到煤體的滲透率對采空區氧化帶有顯著影響，提出相應的措施治理沿空留巷煤自燃隱患區域；王洋等[11]通過氧氣體積分數劃分了沿空掘巷條件下，工作面在不同開采階段時的相鄰采空區內的煤自燃危險區域，提出了控制相鄰采空區漏風和向采空區內分段注高分子材料的防滅火措施；金永飛等[12]分析了某礦工作面停采線附近的煤自燃現象，提出適合相鄰采空區煤自燃治理的高分子膠體防滅火技術；郭春生等[13]針對陽煤一礦小煤柱綜放工作面的相鄰采空區由于漏風量大和遺煤多的特點，提出了小煤柱加固堵漏、加強監測和向相鄰采空區充填無機防滅火材料等綜合治理技術；呂志金等[14]針對22307 相鄰采空區CO 體積分數異常，采取注液態CO2后效果不明顯，采用SF6示蹤氣體測定了漏風通道。綜上，針對營盤壕煤礦井下2-2煤的埋深超過700 m，礦壓大，采空區內遺煤破碎程度較高，2202 工作面與2201 采空區中間留有窄煤柱，相鄰采空區漏風嚴重的問題，通過對原煤和氧化煤采用煤自燃程序升溫實驗得到2 次氧化過程中的氣體變化規律，加強相鄰采空區煤自燃監測，提出相鄰采空區煤自燃分區防控方法。

1 礦井概況

營盤壕煤礦位于鄂爾多斯市烏審旗納林河礦區，距離陜西省榆林市約100 km，距離烏審旗城區16 km。含煤地層為侏羅系中下統延安組，全區可采的穩定煤層為2-2、3-1、4-1 煤層，煤自燃傾向性為Ⅰ類容易自燃，最短自然發火期約為47 d。

2201 工作面為2-2 煤層的首采工作面，其平均標高約為520 m，煤層頂板平均埋深約為715 m。2201 工作面走向長度為2 500 m，傾向長度為300 m，工作面寬度為10 m，高為4.9 m。工作面平均厚度為6.3 m，平均傾斜角度為3°，煤層結構相對簡單，起伏變化不大。2202 工作面與2201 工作面相鄰，2202 工作面與2201 采空區中間留有5 m 寬的保護煤柱。

通過工業分析儀對煤樣的水分、灰分、揮發分等參數進行分析，采用其他實驗得到全硫、真相對密度和吸氧量等參數。煤樣的基本參數見表1。2202 工作面沿空側概況如圖1。

圖1 營盤壕煤礦2202 工作面沿空側概況Fig. 1 General situation of 2202 working face along goaf side in Yingpanhao Coal Mine

表1 煤樣工業分析及煤自燃傾向性等級Table 1 Industrial analysis of coal samples and grades of coal spontaneous combustion propensity

2 煤自燃程序升溫實驗

在現場采集煤樣，密封處理后送往實驗室破碎并開展煤自燃程序升溫初次氧化和二次氧化實驗。

在實驗準備階段，將取至2201 工作面的煤樣進行破碎處理，篩分出粒徑為7～10 mm 的實驗煤樣。將實驗煤樣放入真空干燥箱中放置24 h 處理后，裝入密封罐中待實驗時取用。實驗開始前，稱取250 g實驗煤樣裝入煤樣罐中，同時以穩定的流量通入新鮮空氣來去除煤樣罐中的雜氣。實驗過程中，通入流量為30 mL/min 的新鮮空氣，保證煤樣和氧氣充分反應，設置煤樣罐內的升溫速率為0.5 ℃/min。實驗初始溫度為20 ℃，每升高10 ℃抽取1 次煤樣罐出口的氣樣，當溫度升高至180 ℃時抽取最后1 次氣樣并終止實驗。實驗完成后，將抽取的氣體通過氣相色譜儀分析，得到不同氣體組分含量。

3 沿空側煤自燃特性

3.1 煤自燃氣體變化規律

煤樣氧化過程中的CO、CO2和C2H4體積分數隨溫度的變化曲線如圖2。

由圖2 可知，在氧化初始階段開始產生少量的CO 和CO2；隨著溫度的升高，CO、CO2和C2H4體積分數不斷增大，整體表現為原煤大于氧化煤；在90℃開始產生C2H4，呈現出原煤大于氧化煤。

圖2 CO、CO2 和C2H4 體積分數隨溫度的關系曲線Fig.2 CO, CO2 and C2H4 volume fraction with the relationship curves of temperature

3.2 CO 氣體產生率和耗氧速率

耗氧速率和CO 產生率是表征煤氧化特性的重要參數[15]，耗氧速率隨溫度的關系曲線如圖3，CO產生率隨溫度的關系曲線如圖4。

從圖3 和圖4 可見，2 次氧化過程中的耗氧速率和CO 產生率均在90～100 °C 時發生突變，說明在90～100 ℃前氧化煤強于原煤，在90～100 ℃后相反。這可能是由于經過原煤氧化反應后空隙中的水分減少，氧氣與煤樣的接觸面積增大，故二次氧化實驗前期氧化煤的耗氧速率和CO 產生率較快。而在氧化反應中后期，氧化煤的活性基團數量減少導致在二次氧化快速反應階段的耗氧速率和CO 產生率較原煤偏低。

圖3 耗氧速率隨溫度的關系曲線Fig.3 The relationship curves of O2 consumption rate with temperature

圖4 CO 產生率隨溫度的關系曲線Fig.4 The relationship curves of CO generation rate with temperature

3.3 臨界溫度和干裂溫度

臨界溫度和干裂溫度可通過煤氧化升溫過程中CO 產生率發生明顯突變的2 個溫度區域來劃分[16]，2201 工作面煤樣的臨界溫度和干裂溫度見表2。

表2 2201 工作面煤樣的臨界溫度和干裂溫度Table 2 The critical temperature and cracking temperature of 2201 working face

從表2 可以看出，2201 工作面煤樣2 次氧化過程中的臨界溫度范圍為70～80 ℃和65～75 ℃，干裂溫度范圍為105～115 ℃和120～130 ℃。氧化煤相比于原煤的臨界溫度提前、干裂溫度滯后。說明在低溫階段氧化煤相比于原煤更加容易發生煤自燃，自燃隱患更加突出。

4 沿空側煤自燃分區防控技術

4.1 沿空側煤自燃監測方法

采用人工檢測、束管監測、安全監測和人工采樣分析的方法對沿空側煤自然發火情況進行監測，各種檢測應遵循“三定”原則，即定點、定時、定人，以便于分析的準確性。

根據沿空側巷道煤自然發火危險程度分段監測，主要監測采空區內氣體變化情況。監測點為：

1）在沿空側巷道內每隔50 m 施工1 個監測鉆孔，沿空側內有硐室處各添加1 個監測孔。

2）監測位置距離巷道底板1.5 m，監測孔貫穿窄煤柱延伸至相鄰采空區，監測孔徑為42 mm，用鋼管作為保護內設束管取氣。

在沿空掘巷期間，鉆孔內主要監測到O2和CO體積分數，未發現C2H4和C2H6氣體。鉆孔內O2和CO 體積分數變化情況如圖5。

圖5 2202 工作面沿空掘巷期間鉆孔內O2 和CO 體積分數Fig.5 O2 and CO volume fraction in borehole during gob-side driving in 2202 working face

由圖5 可見，在6 月21 日至7 月18 日對監測孔取樣分析表明2202 工作面沿空掘巷期間絕大多數鉆孔內的氧氣體積分數低于14%，整體呈現出波動狀態，只有部分監測孔內氧氣體積分數在短時間內較高，但對應的CO 體積分數都偏低，未見超過24×10-6。由此可知，窄煤柱在外界應力作用下破壞后容易形成大量裂隙漏風，導致相鄰采空區內氧氣體積分數偏高。

4.2 沿空側煤自燃分區防控技術

根據沿空側煤體破碎情況、松散煤體分布與堆積形態、散熱條件、漏風與氧氣環境等特點，參考學者們對沿空側的危險區域范圍劃分[11]，結合營盤壕煤礦2202 工作面沿空掘巷期間的監測鉆孔現場觀測，沿空掘巷期間的煤自燃區域主要包括沿空側巷道頂部、窄煤柱破碎區域和相鄰采空區。沿空掘巷期間煤自燃危險區域等級和分類見表3。

表3 2202 工作面沿空掘巷期間煤自燃危險區域及等級Table 3 Dangerous areas and grades of coal spontaneous combustion during gob-side entry driving in 2202 working face

4.2.1 第一類自燃區域防滅火控制技術

1）對沿空掘巷期間的煤巷高冒區、頂煤離層區和破碎區采取充填堵漏措施，同時需加強巷道支護。

2）由于礦井埋深較大，在沿空掘巷期間礦山壓力會使巷道發生形變，頂板和煤壁出現壓酥和片幫等現象，形成一定破碎程度的松散煤體和漏風通道。對巷道表面采取半斷面噴漿措施，噴漿范圍為巷道沿空側和頂板表面，噴漿厚度大于5 cm。以上措施能有效防治沿空側裂隙漏風，減少松散煤體與空氣的接觸時間。

3）對相鄰采空區開切眼靠窄煤柱側提前采取注凝膠、膠體泥漿或高分子防滅火材料等措施進行提前處理。

4）加強礦井日常防滅火監測巡檢，配備礦井防滅火應急技術裝備，如液態CO2裝備及快速打鉆裝備，發現異常后及時上報快速處理。

4.2.2 第二類自燃區域防滅火控制技術

1）在沿空掘巷期間，相鄰采空區內靠煤柱側約20 m 范圍內每隔100 m 提前采取注凝膠和高分子防滅火材料等防滅火技術措施，形成膠體隔離帶，以實現分段隔離堵漏風的目的。

2）對煤巷地質構造破壞區如斷層帶等地點提前注高分子防滅火材料處理，同時，需加快工作面推進速度。

3）加強礦井日常防滅火監測巡檢，配備礦井防滅火應急技術裝備，如液態CO2裝備及快速打鉆裝備，發現異常后及時上報快速處理。

4.2.3 第三類自燃區域防滅火控制技術

1）清除沿空側煤柱破碎區較為明顯的浮煤并采取噴漿措施進行填充。

2）對相鄰采空區內原煤巷硐室及溜煤眼提前采用沙袋和高分子防滅火材料填充，減少相鄰采空區局部漏風量。

3）加強礦井日常防滅火監測巡檢。

5 結 語

1）營盤壕煤礦2201 工作面原煤和氧化煤的臨界溫度范圍為70～80 ℃和65～75 ℃，干裂溫度范圍為105～115 ℃和120～130 ℃，氧化煤較原煤的臨界溫度提前、干裂溫度滯后。通過對比2 次氧化過程中的耗氧速率和CO 產生率，在90～100 ℃之前，氧化煤較原煤的氧化反應更劇烈，在90～100 ℃之后相反；說明在低溫階段氧化煤相比于原煤更加容易發生煤自燃，自燃隱患更加突出。

2）建立了沿空側煤自燃監測的方法，通過施工鉆孔貫穿窄煤柱延伸至相鄰采空區監測其氣體變化規律，做到相鄰采空區的煤自燃超前預測預報、早期預防。

3）提出了陜蒙礦區沿空側煤自燃的分區防控方法，構筑了噴漿堵漏、膠體壓注、液態CO2降溫等相結合的綜合防滅火技術，實現對沿空側煤自燃災害的超前防治。