上榆泉煤礦綜放工作面采空區“三帶”劃分實踐及防滅火技術

梁偉鋒

（神華國神集團上榆泉煤礦 生產技術部，山西 忻州 036500）

綜合機械化放頂煤開采技術作為厚煤層開采的有效手段在20世紀七八十年代出現，并在中國首次成功試驗和推廣使用，對實現高產高效礦井建設起到了至關重要的作用，然而由于綜采放頂煤技術生產高度集中，兩巷道沿底掘進，且頂煤放出率低，大量破碎煤體遺入采空區；同時，巷道斷面寬大，垮落高度大，漏風直達采空區深部，漏風規律趨于復雜化，自然發火機率陡增，給采空區遺煤自然發火防治工作帶來了極大的困難[1-2]。

為防治采空區遺煤自燃，煤炭相關領域科技工作者將采空區劃分為“三帶”，即“散熱帶”、“氧化升溫帶”、“窒息帶”，采空區遺煤自燃防治的關鍵是要摸清采空區“三帶”的分布規律，確定遺煤處于氧化自燃帶的時間，是采空區遺煤自燃防治技術措施制定的重要依據，對于防治采空區遺煤自燃具有重要意義。

結合上榆泉煤礦的實際情況，聯合煤炭科研院所作為技術支撐，通過對首采I031001綜放工作面進行現場觀測，并結合10#煤層自燃特性參數,綜合劃分采空區“三帶”的分布范圍，推算工作面極限安全推進速度，并提出了切實可行的防滅火技術措施。

1 礦井概況

上榆泉煤礦隸屬于神華國神集團，井田位于黃河東岸，距離山西省河曲縣縣城25 km，與陜西省府谷縣隔河相望，采用平硐、斜井綜合開拓方式，通風方式采用分列式。

I031001工作面為三盤區10#煤層南翼首采面，東、西均為實體，南為圪塔村保護煤柱線，北為主、輔、回上山開拓大巷。工作面上覆9#煤層I010903采空區（位于主運側，開采時間為2009—2010年）、I010906采空區（位于輔運側，開采時間為2012—2013年），煤層層間距為 3.0～15.03 m，平均 8.02 m；工作面傾斜長度220 m，推進長度2 586 m，布置有1條輔助運輸巷兼做進風巷，1條主要運輸巷兼做回風巷；工作面埋深76 m（近停采線側）～214 m（工作面中部主運側）。10#煤層為長焰煤，煤層厚度為9.92～12.90 m，平均厚度為 11.94 m，煤層傾角為 1°～4°，煤層屬Ⅱ類自燃煤層，自然發火期范圍為4～6個月，煤層具有爆炸性。工作面采用走向長壁后退式綜合機械化采煤工藝，設計割煤高度3.6 m，放煤高度8.34 m，采放比1∶2.32，放煤步距為0.8 m。

2 現場觀測與數據分析

2.1 監測點布置方案

選擇I031001綜放工作面為試驗工作面，沿工作面傾向及兩巷道布設束管管纜，外套φ50 mm厚壁無縫鋼管作為保護套管，套管預先焊接法蘭盤，作為連接件[3-6]。工作面共布置7個測點（束管采樣器），其中輔運巷側布置2個測點，間距為12 m，束管取氣點距進風隅角150 m，主運巷側布置2個測點，測點間距12 m，束管取氣點距進風隅角110 m，工作面支架后部刮板輸送機機道布置3個測點，3#點距輔運巷 20 m，2#點與 3#點間距 70 m，1#點與 2#點間距20 m。管路抽氣泵安設在巷道內，掛于巷道外幫錨網上，其中進風側抽氣泵站距離2#測點100 m，回風側抽氣泵站距離2#測點88 m。監測點布置示意圖如圖1。

圖1 工作面采空區監測點布置示意圖

項目實施過程中，巷道保護套管沿著外幫底板鋪設，綜放工作面液壓支架后部刮板輸送機機道保護套管鋪設在靠采空區側，鋪設前要求上1個班生產時，盡量將頂煤放徹底，同時將浮煤清理干凈，不拉后部刮板輸送機機道，要求將液壓支柱盡量升高，尾部支架最大幅度，并且擋板下壓，確保施工空間盡可能的寬敞。

綜合考察工作面頂板垮落、巷道片幫、采空區積水情況，每個測點支管探頭抬高1 m，將氣樣采集器與支管采氣區域平齊，監測探頭保護布置如圖2。

圖2 監測點探保護頭布置示意圖

2.2 實測結果及分析

觀測隨I031001綜放工作面推進采空區氣體變化規律，通風隊安排專人每天抽取各測點采空區氣樣，采用氣相色譜儀進行分析化驗，同時每天記錄工作面推進度，以推算測點進入采空區的相對距離。觀測工作自2017年11月1日開始至2017年11月13日結束，歷時13 d，工作面合計推進61.2 m，采空區各測點氣體濃度變化規律如下。

2.2.1 O2濃度變化分析

各測點O2濃度變化規律如圖3。

圖3 O2濃度變化圖

根據I031001工作面采空區O2濃度實測結果，分析可得：

1）由于工作面煤層頂板較硬，采空區頂板垮落初期壓實程度低，采空區漏風比較大，工作面回采一定距離后，采空區氧濃度才明顯降低。進風巷及采空區測點距工作面16～25 m時O2濃度出現明顯降低；回風測點距工作面7～12 m時O2濃度出現明顯降低。

2）由于進風側風壓相對較高，回風側風壓相對較小，采空區漏風自工作面進風側流經采空區中部至回風側流出，因此采空區進風側及采空區中部O2濃度下降速度明顯優于回風側，表明相對于回風側，進風側漏風強度偏高。

3）進風巷及采空區測點距工作面50.6～54.8 m時O2濃度降低到7%已下；回風測點距工作面23.2 m時O2濃度降低到7%已下。

2.2.2 CO濃度變化分析

各測點CO濃度變化規律如圖4。

圖4 CO濃度變化圖

根據I031001工作面采空區CO濃度實測結果，分析可得：

1）隨工作面正常回采，進風測點逐漸進入采空區深部，采空區進風側CO濃度呈現有規律的逐漸上升，隨后下降的趨勢。當測點進入采空區約39 m時，CO濃度達到最大值14×10-6，此時O2濃度為10.7%，表明此處漏風速度適宜，煤自燃復合反應熱量得到積蓄，CO產生量增加，符合煤自然發火規律；此后，隨著供氧不足，煤氧復合反應減弱，CO濃度逐漸降低。

2）隨工作面正常回采，采空區中部測點逐漸進入采空區深部，采空區CO濃度呈現有規律的逐漸上升，隨后下降的趨勢。采空區中部測點進入采空區約39 m時，CO濃度達到最大值67×10-6，此時O2濃度為11.5%，且1#點CO濃度大于2#測點和3#測點的CO濃度。分析1#點CO濃度高的原因有2個方面：一個方面是CO大部分來自其煤自燃復合反應所產生；而另一部分來自進風側采空區氧化產生的CO。

3）由于回風側距工作面23 m時已進入窒息帶，采空區CO濃度基本變化不大，在20×10-6左右徘徊。

2.2.3 CO2濃度變化分析

各測點CO2濃度變化規律如圖5。

圖5 CO2濃度變化圖

根據I031001工作面采空區CO2濃度實測結果，分析可得：隨著各測點逐漸進入采空區深部，CO2氣體濃度整體呈不規則的指數規律上升趨勢。分析其原因在于，采空區的CO2氣體一方面由煤氧復合反應產生，另一方面為游離的CO2氣體積聚，且游離CO2氣體破壞了煤氧復合反應CO2氣體產生指數規律的特性。

2.2.4 CH4變化分析

各測點CH4濃度規律變化如圖6。

圖6 CH4濃度變化圖

根據I031001工作面采空區CH4濃度實測結果，分析可得：各測點CH4濃度較低，呈先上升后趨于平緩的變化趨勢，現場觀測CH4濃度一部分為煤層游離瓦斯，一部分由煤氧低溫氧化反應產生。

3 采空區“三帶”劃分及極限安全推進速度確定

3.1 煤層自燃特性參數測定

按照GB/T 482—2008煤樣采集標準，采集10#煤層煤樣，委托煤礦安全技術國家重點實驗室，開展大型自然發火實驗，實驗確定10#煤層最短自然發火期為116 d，自然發火期范圍為116～290 d，自然發火臨界氧氣濃度為7.0%。

3.2 采空區自燃“三帶”劃分

根據上榆泉煤礦I031001綜放工作面采空區現場觀測數據，結合10#煤層自燃臨界氧濃度指標測試結果，確定以O2濃度7%～18%作為采空區自燃“三帶”范圍劃分的依據。根據實測的采空區氣體濃度并參考以上劃分標準，可以確定工作面采空區的自燃“三帶”范圍見表1。

表1 采空區自燃“三帶”范圍 m

依據I031001綜放工作面采空區“三帶”范圍表，可得出“三帶”范圍分布圖，如圖7。

圖7 實測采空區“三帶”分布范圍

3.3 工作面極限安全推進速度

根據10#煤層最短自然發火期和I031001綜放工作面采空區氧化升溫帶寬度，推算出工作面極限安全推進速度Vmin：

式中：Lmax為最大氧化帶長度，取37.4 m；τ為最短自然發火期，116 d。

即：I031001綜放工作面的極限安全推進速度為0.5 m/d，當工作面推進速度大于0.5 m/d時，采空區沒有自然發火的危險；當工作面連續超過116 d且平均推進速度小于0.5 m/d時，采空區將有自然發火危險。

而I031001綜放工作面正常平均日推進速度約為5.24 m/d，大于采空區自燃的最小安全推進速度，同時10#煤層為自燃煤層，工作面與上覆采空區及地表存在漏風通道，受大氣壓影響，采空區表現出“呼吸效應”，采空區內遺煤二次氧化，有自然發火的可能性。

4 自燃防治措施

結合I031001綜放工作面實際情況，基于采空區“三帶”分布范圍，工作面制定如下自然發火防治措施[7-12]。

4.1 自燃監測監控

在工作面回風巷采空區內敷設三芯束管管路，外用φ50 mm鋼管作為保護套管，靠外幫底板鋪設，為便于束管跨步裁剪，保護管路采用快速接頭連接，并用沙袋進行保護，同時考慮采空區積水的影響，將接頭鋼管抬高2 m以上，并將其捆綁于巷網進行保護。

借助兩巷道探放水孔（或者根據9#煤層采空區底板等高線補打鉆孔），全程下套管，采用聚氨酯進行封孔，安設三通彎頭，全斷面水封，實現對束管監測管路、人工取氣管路、測溫線纜等接設功能，多手段來監測上覆9#煤層采空區氣體變化情況，日常作為監測鉆孔使用，當發生氣體異常時候，可以用來注惰氣、注水、黃泥漿液及相關防滅火材料。

將各監測點與SG-2003型煤礦束管監測系統相連接，實時對煤層群采空區 CO、CO2、CH4、O2、C2H2、C2H4等氣體濃度進行在線檢測分析，分析判斷采空區自然發火趨勢。

4.2 注漿滅火技術措施

根據I031001工作面情況，工作面回采過程中，采用“踏步式”埋管注漿方法，即隨著回采工作面推進，沿著回風巷向采空區埋設注漿管路，步距為40 m。在工作面回采過程中，當推進速度大于極限安全推進速度或采空區出現氣體異常時，及時向采空區壓注黃泥漿液，直至自然發火征兆消除為止。

4.3 注氮防滅火技術措施

將DT-600型碳分子篩移動式制氮機安設在10#層南翼首采面措施巷內，呈熱備狀態，沿工作面進風巷側采空區埋設注氮管路，經計算，管路注氮管路直徑為DN100。

根據采空區自燃“三帶”分布范圍，當注氮口進入距工作面20 m后開始注氮，在工作面推過35 m后，埋設第2根注氮管，當第2個注氮口進采空區20 m后，第1根注氮管已進入采空區55 m（進入窒息帶），斷開第1根注氮管，第2根注氮管開始注氮，依次循環。

氮氣釋放口端打花孔，用鐵絲網包裹，以防止堵塞；氮氣釋放口抬高300 mm，直角彎向采空區，并用木垛保護。

4.4 控制漏風防滅火措施

1）地面裂隙封堵。對回采工作面地表的裂隙進行排查，重點對“兩道兩線”采動裂隙“O”形圈區域進行排查，及時回填地表裂隙，保證回填質量，減少地表與采空區之間漏風通道，避免地表向采空區漏風。地表裂隙隨采隨填，回填進度不得滯后工作面回采100 m。由于采動后地表裂隙不穩定時間較長，需定期對已回填的裂隙進行勘查再回填，并保證腳踩無下陷及空洞現象出現。

2）加強密閉的施工質量，嚴格按設計施工，對密閉及周圍巷道圍巖進行全面噴漿堵漏，防止漏風，同時還要監測密閉漏風情況，定期進行壓差測定。

3）工作面上下端頭封堵。工作面兩巷道及時退錨，使頂板充分垮落；進風隅角懸掛擋風簾，回風隅角采取增阻措施，設置擋風簾導風，或者每推進50 m砌筑絲袋墻或采用無機材料充填，減少采空區漏風量。

4）對工作面巷道內施工的探層間距鉆孔和探放水鉆孔進行地毯式檢查，若發現未封鉆孔及封閉不嚴鉆孔及時重新封堵；改變探放水思路，對復合區施工的探放水鉆孔，如果水量、水壓較大時可適當進行放水。

4.5 其他防滅火措施

1）工作面回采過程中，除采上述防滅火技術措施外，還可以采用工作面調壓、進回風隅角施工封堵墻等技術措施。

2）加大對已封閉的采空區密閉墻管理力度，對可能存在漏風通道的地方進行漏風觀測，定期噴涂。

3）在開拓開采方面，井下盡量少留設煤柱，減少自燃隱患。相鄰工作面之間為防止瓦斯、火等災害威脅，可留20～30 m隔離煤柱；提高工作面回采率，合理加快推進速度，縮短采空區遺煤暴露時間；在煤層中掘進巷道時，主要進、回風巷應進行噴漿處理，對巷道中出現的冒頂區必須用不燃材料充填密實；采取有效措施，使采空區頂板垮落并壓實，特別是切眼及停采線、各種煤柱附近，以減少漏風；工作面回采完畢后，在45 d內將采空區封閉完成，施工密閉為永久防火密閉，密閉設2道，間距為3 m，以不燃材料構筑，2道密閉之間用不燃材料（黃土、生石灰與高分子密閉充填材料）填實。

4）在通風方面，每個采區及工作面均有獨立回風系統；調節風門、風門和風墻應設置在圍巖較堅固、地壓穩定的地點，還應注意避免引起采空區或附近煤柱裂隙漏風量的增大。調節風門應安設在回風巷內，安設位置風流穩定，方便安裝；防火墻必須由于不燃材料構成，必須密實，并定期檢查維修；降低采區進回巷之間、區段進回風巷兩端的壓力差，以減少漏風；礦井進行大的風量調整時，應測定防火墻內氣體成分和空氣溫度。

5 結論

1）采用全斷面布置測點方法，對采空區氣體變化規律進行了較全面的測定，為采空區“三帶”劃分提供了可靠的依據。

2）開展大型發火實驗，確定了10#煤層最短自然發火期為116 d，自然發火臨界氧濃度為7%。

3）通過現場實測得出I031001綜放工作面采空區自燃“三帶”范圍：散熱帶0～16.8 m；氧化升溫帶16.8～54.8 m；窒息帶＞54.8 m。

4）根據采空區“三帶”分布情況和10#煤層最短自然發火期，確定工作面極限安全推進速度為0.5 m/d，為合理組織生產接續提供了指導。

5）提出了以注漿為主、注氮、封堵漏風等綜合防滅火技術措施。