沖擊地壓礦井易自燃厚煤層回撤工作面自燃防治技術

趙亞明，楊 偉，陳 洋

（1.中煤科工集團沈陽研究院有限公司，遼寧 撫順 113122；2.煤礦安全技術國家重點實驗室，遼寧 撫順 113122；3.國能新疆寬溝礦業有限責任公司，新疆 昌吉 831100）

2020 年度新疆原煤產量占全國產量的7%，為區域經濟發展做出了重要貢獻，但新疆地區煤炭存在低變質煤炭資源蘊藏量大，開采煤層變質程度低，煤層自然發火期短的特點[1-3]。許多綜放工作面進入末采期后推進速度減緩，再加上回撤過程中面臨綜放開采設備搬運困難的不利條件，造成工作面回撤周期長，超過了煤層的最短自然發火期，致使煤自然發火危險性增大[4-7]。

特別是，近年來隨著開采深度的加大，礦井沖擊地壓問題日益嚴重，為解決這一問題通常采用超前預裂爆破手段，在此影響下巷道松動圈范圍擴大，進一步增加了采空區漏風，同時也加強了煤層的氧化能力，伴隨著沖擊地壓與火等災害的耦合，使得煤礦安全生產形勢更為嚴峻[8-10]。因此，有必要針對沖擊地壓條件下易自燃厚煤層工作面回撤期間防滅火技術進行研究，防患于未“燃”，達到回撤期間采空區煤自燃防治的目的。

1 礦井概況

寬溝煤礦屬于沖擊地壓礦井，于2010 年10 月發生了新疆地區第1 起沖擊地壓災害事故，在此之后，通過幾年的防沖實踐，形成了“六位一體”的防沖體系。寬溝煤礦I010202 回撤工作面可采走向長度1 469 m，傾斜長度192 m，所采的B2 煤層為容易自燃煤層，厚度為9.5 m，煤層傾角為12°～14°，最短自然發火期為52 d，工作面采放比為1∶1.97，設計風量為1 169 m3/min，采用上行通風。回撤工作面上部為E114（2）2 采空區、I0104206 采空區和I0104208采空區，北部15 m 為I010206 備采面。I010202 回撤工作面相對位置關系圖如圖1。

2 沖擊地壓易自燃厚煤層回撤工作面防滅火特點

2.1 寬溝煤礦沖擊地壓類型

寬溝煤礦沖擊地壓類型主要為工作面堅硬頂板型沖擊地壓和巷道應力疊加型沖擊地壓。針對2 種類型沖擊地壓的防治措施如下：

1）針對工作面堅硬頂板型沖擊地壓，采取超前預裂爆破和全斷面強制放頂措施，使煤體發生塑性破壞，消耗煤體積聚的彈性勢能。

2）針對巷道應力疊加型沖擊地壓，采取以大孔徑卸壓為主、煤體卸壓爆破為輔，并結合加強支護的方式進行防治。

2.2 沖擊地壓對工作面防滅火的影響

受沖擊地壓影響，在工作面正常回采及末采期間，工作面前方煤體在應力集中作用下易產生裂隙，再加上超前預裂爆破的影響，使裂隙更加發育，提供了良好的供氧條件，為日常防滅火工作帶來不利影響；工作面進入撤架時期后，工作面前方及支架上方煤體長期處于漏風供氧狀態，隨著應力的不斷顯現，破碎煤體有大粒徑向小粒徑演變的趨勢，在適宜的條件下極易發生自燃，嚴重威脅井下的安全作業[11]。

寬溝煤礦采用鉆孔窺視儀對沖擊地壓影響下的頂板巖層破碎區進行了現場觀測，可以判斷巷道松動圈破碎區厚度為10 m，I010202 工作面頂板不同鉆孔深度下窺視結果如圖2。

2.3 末采回撤不同時期回撤面自然發火特點

1）工作面進入礦務工程施工時期，由于不再放頂煤，采空區遺煤量大增。隨著錨桿、錨網的鋪設，頂板不易垮冒，采空區漏風量將增大，這一時期自燃的高危區域主要是采空區氧化帶與窒息帶交界位置，尤其是該區域附近的上下煤柱線出現自然發火的機率更大。

2）前后刮板輸送機及轉載機等設備回收時期，由于不再生產推進，工作面風量調低，采空區瓦斯抽采量也將下降，故漏入采空區的風量將下降，將導致采空區散熱帶、氧化帶范圍都將縮小。

3）液壓支架回收時期，隨著支架的抽出頂板垮冒，從而導致工作面的進、回風巷之間不再形成暢通的通風回路，在此階段將封閉進風巷，改為局部通風系統，通風風量將進一步下降，瓦斯抽采量也將下降，此時期發生自燃的高危區域主要有：①架后采空區氧化帶區域，尤其是工作面傾斜方向的中上部區域；②支架上部的破碎煤體；③工作面隨支架抽出垮冒的破碎煤體；④回風巷道與工作面三角區。

3 自燃危險區域控風抑溫技術

在工作面回撤時期，采空區氧化帶內遺煤氧化的時間由開采設備回撤時長決定，若回撤周期超過煤自然發火期，則氧化帶內煤體發火的機率大幅上升。通過構建“控風-降氧-抑溫”的技術體系，可最大限度調控氧化帶寬度，控制氧化帶內破碎煤體的溫度，以此來破壞遺煤的蓄熱升溫環境，從而在回撤時期使其不發生煤自燃[12-14]。

3.1 多層采空區漏風精確調控技術

3.1.1 寬溝煤礦井下漏風形式

I010202 工作面末采回撤期間，受工作面采動、超前預裂爆破及拉架影響，上部采空區密閉及防火墻等受礦壓及客觀地質條件作用，不斷產生裂隙，上下采空區以及地表之間形成復雜的角聯漏風形式，采空區角聯漏風示意圖如圖3。

由于漏風通道是不斷發展變化的，即角聯分支不是固定的，無法通過簡單調控井下通風系統阻力的方式來杜絕漏風，且不斷發展的地表裂隙、煤層間采動裂隙是無法通過填堵方法徹底解決，故受礦井開采及回撤拉架影響，漏風一旦形成，無法消除只能減弱。

3.1.2 地面裂隙封堵

由于寬溝煤礦對應地表為山地，起伏大，黃土覆蓋層少，回撤期間每3 d 組織1 次人員及工程機械到工作面對應地表進行大面積回填作業，裂隙回填后進行人工搗實，預防二次開裂，回撤期間地表裂隙回填累計使用黃土2.2 萬m3。經地表裂隙回填后，采空區保壓能力得到了顯著提高，取得了良好的堵漏效果。

3.1.3 多層采空區密閉調壓氣室堵漏

調壓氣室堵漏原理：通過在漏風密閉處設置調壓氣室來平衡漏風壓差，并用氮氣代替漏風，徹底斷絕多層采空區的密閉漏風供氧，從而消除密閉漏風源和匯，減少漏風角聯分支，限制漏風區域。

具體方式是：①選擇I010202 回撤面上部內外壓差為-30 Pa 的I0104206 工作面回風巷密閉作為對象，在該密閉外3 m 處構筑1 道0.5 m 厚磚石永久密閉，形成調壓氣室；②從氣室引出2 路?108 mm 管路：1 路與U 型水柱壓差計連接，觀測氣室內的壓力情況，另1 路與?108 mm 注氮主管路連接，可通過蝶閥控制注氮流量；③根據式（1）計算出調壓氣室的注氮流量約41 m3/h，實際選擇注氮流量為48 m3/h，就可達到維持調壓氣室微正壓的要求。調壓氣室注氮流量可采用下式進行計算：

式中：q 為調壓氣室注氮流量，m3/h；r 為密閉周界，m；△h 為密閉外側U 型水柱計壓差，Pa；D 為密閉墻墻體厚度，m；K 為風流的滲透系數，取0.001 2。

3.1.4 采動裂隙“O”形圈主要漏風通道封堵

在工作面回撤時期，工作面向采空區的主要漏風通道主要是上下端頭和支架上部的破碎煤體，可采取以下措施封堵：

1）在I010202 工作面鋪網的同時，內夾1 層風障布，風障布長度為198 m（工作面傾向長192 m），寬度為6 m 左右，覆蓋整個支架架頂區域，并在風障布表面噴涂堵漏材料。

2）工作面末采推進過程中，按照10 m 的開采間距在工作面上下端頭，構筑厚度為2 m 的煤袋擋風墻，接幫接頂。

3）工作面到達終采線后，為進一步加強堵漏效果，另在下端頭前20 副支架放煤窗與底板空隙間填上沙袋，并與下端頭的風障布墻接實。

3.1.5 礦井通風系統調壓

1）從工作面鋪網開始逐步下調瓦斯抽采量，開始設備回撤后停止瓦斯抽采，主要以風排控制工作面瓦斯。

2）到終采線后，將工作面風量從1 016 m3/min降低至508 m3/min，設備開始回撤后風量繼續下調至409 m3/min，并通過縮小回風斷面，提高采空區注氮流量的方法，將采空區與回撤通道的風壓差始終保持在10～30 Pa 之間，在整個設備回撤階段，基本維持此壓力差不變，進一步減小了漏風壓能差，降低了架后氧化帶內O2體積分數。

3.2 回撤面采空區氧化帶寬度精確調控技術

對于I010202 回撤面采空區，其氧化帶是無法消除的，可通過調節采空區注氮口位置和注氮流量來進行精確調控氧化帶寬度。為盡可能降低采空區氧化帶寬度，特采用全斷面帷幕注氮方式，全斷面帷幕注氮工藝示意圖如圖4。

圖4 全斷面帷幕注氮工藝示意圖Fig.4 Schematic diagram of full section curtain nitrogen injection process

3.2.1 關鍵參數

采空區全斷面帷幕注氮工藝的關鍵包括氮氣擴散半徑、全斷面注氮管路數量、氮氣釋放孔組數、氮氣釋放單元孔4 個主要參數。具體計算方法如下：

1）氮氣擴散半徑。在以往的工程實踐中，采空區氮氣擴散半徑可用下式計算：

式中：RN為氮氣擴散半徑，m；L0為未注氮時的散熱帶或氧化帶位置，m；LN為某一注氮流量下散熱帶或氧化帶位置，m。

2）采空區氮氣管路布設數量。采空區氮氣管路排距以2 倍氮氣擴散半徑為宜，按下式進行計算：

式中：nN為采空區注氮管布設數量，排；Lmax為回撤面采空區氧化帶最大寬度，m。

3）氮氣釋放孔組數。單根帷幕注氮管路上的氮氣釋放孔組數需綜合考慮工作面傾向長度和氮氣擴散半徑等因素，可采用下式計算：

式中：nz為氮氣釋放孔組數量，組；Lw為工作面傾向長度，m；k 為安全系數，取1.2。

4）氮氣釋放單元孔。由于全斷面注氮管路直接鋪設在工作面煤層底板上，為了保證氮氣可以釋放出去，則氮氣管路每組氮氣釋放孔組需包含4 個單元孔，各單元孔呈90°角均勻分布在管壁周身，孔徑為2 cm。

3.2.2 采空區全斷面帷幕注氮工藝

考慮到I010202 綜放工作面在回采期間，分別進行了未注氮和700 m3/h 注氮條件下的采空區自燃“三帶”測定，具體為：未注氮條件下回風側散熱帶與氧化帶的邊界為架后38 m，注氮條件下為架后29 m，同時測得注氮條件下氧化帶最大寬度為27 m，經式（2）～式（4）計算可得：采空區氮氣擴散半徑為9 m，回撤面采空區全斷面氮氣管路布設數量為2 排，每路氮氣釋放孔組數最少為14 組，即間隔14 m 等間距布置1 組，氮氣釋放單元孔徑為2 cm。

按照帷幕注氮工藝要求，I010202 回撤面預先分別在停采位置架后10、25 m 位置鋪設?80 mm 全斷面帷幕注氮管路，注氮流量控制在700 m3/h。

3.3 采空區氧化帶煤溫精確調控技術

經采取全斷面帷幕注氮措施后，已將采空區氧化帶寬度壓縮至最小，但為保證綜放面設備回撤時期的絕對安全，需將氧化帶內煤體的升溫信息及時反饋出來，并根據采空區遺煤賦存條件有針對性地向架后分區域灌漿和鉆孔注漿，從而控制氧化帶范圍內全部破碎煤體的溫度，阻斷煤體的自燃升溫過程。

3.3.1 技術要求及采空區鉑電阻測溫

在從末采鋪網開始至工作面永久封閉的整個時間段內，當采空區氧化帶內遺煤氧化時間達到煤層最短自然發火期的一半時間，或架后煤溫達到25 ℃時，必須開始控制氧化帶內煤溫，使架后煤溫不超過30 ℃、采空區出水溫度不超過25 ℃。

為準確掌握采空區遺煤溫度變化狀態，在工作面開始鋪網后，為監測架后遺煤溫度變化情況，在距停采線6 m 位置，沿工作面傾向每隔10 副支架布置1 個測溫裝置；同時，保證到達終采線位置后，從回風隅角開始沿回風巷向采空區間隔10 m 預埋有3 個測溫裝置，鉑電阻測溫布置示意圖如圖5。

圖5 鉑電阻測溫布置示意圖Fig.5 Schematic diagram of platinum resistance temperature measurement layout

3.3.2 氧化帶煤溫精確控制技術

根據寬溝煤礦生產特點，采空區兩道和回撤通道架后10 m 區域為不放煤區域，針對此區域采取打鉆注漿技術來進行覆蓋；針對回撤時期架后超過10 m 的放煤區域采取埋管灌漿的方法進行全部覆蓋。

3.3.2.1 采空區不放煤區域鉆孔注漿

1）支架頂部防滅火鉆孔。根據鉆孔窺視儀探測結果，回撤面支架區域上部10 m 范圍內的煤巖體屬于破碎區，考慮漿液擴散角45°，故注漿鉆孔的終孔位置與工作面支架沿傾向方向距離不超過10 m，終孔高度位于支架頂部10 m，鉆場布置在終采線前方5 m 位置的瓦斯抽采硐室，從該位置施工5 個鉆孔，分別編號為1#～5#鉆孔，覆蓋靠近上端頭區域的10 副支架，通過向該區域注漿及注防滅火材料，不放煤區域鉆孔布置示意圖如圖6。

圖6 不放煤區域鉆孔布置示意圖Fig.6 Schematic diagram of drilling arrangement in non-recovery coal area

2）架后防滅火鉆孔。對于回撤面支架后部0 ～10 m 范圍的浮煤，在末采期間通過在I010206 備采面進風巷提前向I010202 采空區施工6 個鉆孔（全程下套管），分別編號為6#～11#鉆孔，回撤期間進行注防滅火材料、注漿等，將架后淺部破碎的煤體進行覆蓋，阻隔煤體氧化。

3）架間防滅火鉆孔。考慮到遠距離施工鉆孔容易塌孔、終孔位置存在誤差等因素，為此將架間鉆孔作為支架頂部防滅火鉆孔的有效補充。當工作面到達終采線后即在架間每隔3 架施工1 個防滅火鉆孔，鉆孔深度3 m，用來覆蓋架后淺部浮煤，回撤兩巷設備及拉架期間均進行預防性注漿。

3.3.2.2 采空區放煤區域埋管灌漿

對于長壁綜放面架后放煤區域，根據氧化帶寬度精確控制結果，I010202 工作面回撤時期采空區埋管灌漿覆蓋范圍為架后10 ～27 m 區域。當工作面距離終采線30、20 m 時，分別從上端頭沿傾向預埋?108 mm 管路，撤架期間進行間歇性多頻次灌漿作業，有效降低采空區溫度。

3.4 應用效果

寬溝煤礦I010202 工作面從開始進行礦務工程至工作面封閉，回撤期近3 個月，在此期間通過采取控風、堵漏及溫度調控的綜合措施，其中地表累計回填黃土2.2 萬m3，采空區累計注氮約150 萬m3，灌注漿液及防滅火材料累計約748 m3，有效抑制了采空區遺煤的氧化進程，采空區溫度始終維持在27 ℃以下，無自然發火跡象。

4 結 語

1）對于沖擊地壓條件下的易自燃厚煤層工作面，回撤期間自燃防治的關鍵是在最大限度縮小氧化帶寬度的基礎上，采取以控風、抑溫為主的技術措施來控制氧化帶內破碎煤體的溫度，破壞遺煤的蓄熱升溫環境，從而在回撤時期延緩遺煤的自然發火進程。

2）回撤期間通過采取以堵漏和控風為手段的多層采空區漏風精確調控技術，輔以采空區全斷面帷幕注氮為主的氧化帶寬度精確調控技術，再配合采空區不放煤區域鉆孔注漿、放煤區域埋管灌漿為手段的氧化帶煤溫精確調控技術，構建了“控風-降氧-抑溫”的防治體系，保障了工作面長時期的安全回撤。