深部邊遠采區綜放工作面俯斜開采煤自燃防控方法

王 昕，郭 英，師 童，王 旭，魏高明，張 超

（1.西安科技大學 安全科學與工程學院，陜西 西安 710054；2.兗州煤業股份有限公司 鮑店煤礦，山東 濟寧 272000）

隨著淺部煤炭資源日益枯竭，深部煤層資源開采逐漸成為趨勢，深部邊遠煤層開采過程中，地應力高，地溫高，煤體裂隙發育[1-3]。采空區周邊形成漏風流壓差，導致其漏風量增加，煤自燃危險性增大[4-5]。

近年來，許多學者針對深部邊遠采空區煤自燃規律、漏風規律及防控措施做了大量研究。鄧軍[6]等提出隨著溫度升高，比熱系數會提高，通過對比熱系數、熱物性參數進行不確定計算，為煤自燃防治提供依據；文虎[7]提出根據煤自燃危險區域動靜態特征，結合區域特點、預警時序、風險等級、監測手段等因素，分區分級、分類分時、協同適配防控煤自燃災害；高宇[8]建立了堵漏、注膠、注惰氣的防滅火措施；馬礪等[9]根據俯斜開采條件下深井煤自燃危險性，分析確定出危險區域，提出了針對性強、高效分區域防滅火系統方法；秦波濤[10]等研發了三相阻化泡沫、凝膠泡沫、無機固化泡沫、稠化砂漿等技術對煤自燃有效防控。但是，針對深部邊遠采區漏風嚴重、俯斜開采下防治效率低下、注漿困難等技術難點，亟需研究適合于深部邊遠采區煤自燃防控的方法與技術。為此，以鮑店煤礦深部采區7302 工作面為例，通過危險性分析與SF6示蹤法研究采空區漏風規律，提出開切眼旋轉、過斷層、停采的自燃預控方法，對深部邊遠綜放工作面的采空區煤自燃災害預測和防控工作具有一定的指導意義。

1 工作面概況

7302 綜放工作面位于七采區3 煤層西翼北部面長為288 m，運輸巷長度為1 972 m，回風巷長度為2 135 m，平均煤層厚度為9.05 m，工作面煤層走向為西北高，東南低，煤層傾角平均8°。工作面內發育了Ⅶ-F3、Ⅶ-F77、Ⅶ-F63、Ⅶ-F764 條斷層，Ⅶ-F3斷層附近煤層傾角變大，最大70°，局部最大丟底煤為3.3 m，Ⅶ-F63斷層與工作面邊界相連，Ⅶ-F76屬于隱蔽斷層，斷層區域煤體破碎嚴重，丟煤量大，自燃危險性強。工作面采用綜采放頂采煤法，采高為3.5 m，放煤高度為4.61～6.19 m。該工作面選擇采用“U”型通風方式，進風巷風量為1 700 m3/min。7302 工作面平面布置圖如圖1。

圖1 7302 工作面平面布置圖Fig.1 Layout plan of 7302 working face

2 工作面煤自燃危險分析

2.1 煤自燃危險區域分析

工作面位于深部邊遠采區，礦壓大，受礦井沖擊地壓防治的影響，推采速度慢。工作面采用俯斜布置，注漿等措施易流失，難以堵住采空區漏風。相鄰工作面預留薄煤柱破碎，采空區漏風增加。旋轉開采、過斷層及停采期間受推進速度和丟煤的影響，自燃危險性增大。

1）旋轉開采時期。工作面初采期間為扇形旋轉式俯斜開采的方式，以運輸巷端頭為圓心推進，運輸巷與開切眼有126°夾角。工作面上部推采快，下部推采慢，走向30 m 區域及1#～10#架區域回采初期不放煤，丟煤量大。推進時間長，增加了煤自燃風險。

2）過斷層時期。Ⅶ-F3斷層落差大，斷層附近煤體破碎，丟煤量大。為加強頂板管理，工作面過斷層推進速度慢。遺煤與氧氣充分接觸，很可能引起煤自燃。Ⅶ-F76是隱蔽斷層，會有大量的漏風通道。監測發現：工作面回風隅角CO 體積分數為64×10-6，回風流中CO 體積分數為16×10-6，擋風簾內2 m 區域CO 體積分數為68×10-6。

3）停采時期。工作面停采前有20 m 范圍不放頂煤，遺煤多，裂隙發育。末采期間工作面的兩巷端頭存在大量的漏風通道，使遺煤與空氣緩慢氧化，煤自燃的危險性增大。工作面停采撤架時間長，停采時期煤自燃防控難。

2.2 工作面漏風測定

采用SF6示蹤法對采空區漏風情況進行測定[11-13]，通過分析采集氣樣中是否含有示蹤氣體的量來確定漏風規律[14]。同時，依據氣樣中示蹤氣體出現的時間和體積分數對采空區的漏風量與最小漏風速度進行計算[15]，其最小漏風速度公式如下：

式中：Q 為采空區漏風量，m3/min；υ 為最小漏風速度，m/s；A 為工作面斷面面積，m2；VSF6為SF6體積，m3；t 為從釋放示蹤氣體到采集到示蹤氣體氣樣的時間間隔，s；c 為SF6體積分數，10-6；u 為SF6氣體總量，L；K 為漏風率；φ1（SF6）為SF6流入的體積分數，10-6；φ2（SF6）為SF6流出的體積分數，10-6。

7302 綜放工作面漏風測點布置如圖2。

圖2 7302 綜放工作面漏風測點布置Fig.2 Layout of wind leakage measurement points in 7302 fully mechanized caving face

SF6釋放點設置在距離7302 工作面下隅角50 m 處進風巷。1#采樣點位于工作面下隅角處，2#采樣點設置于距工作面進風端頭96 m，3#設置位于距工作面進風巷192 m，4#位于工作面回風隅角，5#設置在回風巷中。測點SF6體積分數分析圖如圖3。

圖3 測點SF6 體積分數分析圖Fig.3 Measurement point SF6 volume fraction analysis chart

由圖2、圖3 可知：①1#采樣點檢測的SF6體積分數在0～3 min 內呈現持續上升趨勢，3～20 min 保持在4×10-6以上，20 min 后為0，1#測點SF6體積分數為121.28×10-6，氣體總量為13.10 L；②2#測點SF6體積分數在2～20 min 內呈上升趨勢，10 min 內保持在2.5×10-6以上，但30 min 后SF6體積分數急劇下降，50 min 后無SF6氣體，0～20 min 中內工作面向支架區域擴散導致各測點檢測到較高體積分數SF6，20 min 后SF6體積分數變化為其他漏風通道所致，計算出2#測點空隙漏風速度為0.667 m/s，在采空區內部通道最小漏風速度為0.066 m/s；③3#測點在0～2 min 內無示蹤氣體SF6，3～20 min 內SF6體積分數持續上升；20～40 min 保持在2.1×10-6，在40 min 后持續下降，3#采空區漏風通道最小速度為0.133 m/s；④4#測點在0～3 min 檢測不到SF6氣體，3～20 min 氣體持續增加，20 min 開始下降，40～90 min 保持相對穩定狀態，90 min 之后開始呈下降，表明4#存在漏風通道；⑤5#測點在0～3 min 檢測不到SF6氣體，3 min 后體積分數開始呈上升趨勢，20 min后保持在0.6×10-6，30 min 后卻呈現下降趨勢，120 min 后檢測不到其氣體。經計算5#測點的SF6氣體總量為115.94×10-6。

根據式（5） 及分析得到工作面的漏風率為15.87%。工作面漏風方式主要是由工作面向支架后部區域的擴散作用造成漏風[16]。通過現場測定及測點漏風速率的計算，對7302 綜放工作面采空區的漏風規律進行分析。漏風最為嚴重的是支架與工作面空隙漏風，漏風率為15.87%，其他漏風影響較小。

3 煤自燃超前防控方法

3.1 旋轉開采時期防滅火技術

7302 綜放工作面初采期間為扇形旋轉式推進緩慢，煤自燃的可能性大。為了更好監測和防治煤自燃，采用束管監測預警為輔，采用重點區域注膠堵漏、注氮惰化的防控措施。

1）監測預警。在運輸巷端頭、20#、40#、60#、80#支架布置氣體檢查測點。采用鎧裝式光纖光柵溫度監測系統沿著工作面運輸巷（600 m）、工作面回風巷（600 m）、開切眼（300 m）支護墻體布置測點，每隔30 m 設1 個溫度測點，距地面80 cm，通過對測點溫度的變化掌握采空區浮煤氧化狀態。

2）架后區域注膠。從運輸巷端頭至80#支架開始鉆孔，每隔5 個支架施工1 組防滅火鉆孔，通過鉆孔向采空區壓注防滅火材料，對架后重點區域進行預防治理，直至旋轉開采調面結束，防治煤氧化自燃。

3）開切眼處注氮。開切眼位置在旋轉調面的過程中存在大量的漏風，因此，在運輸巷側距開切眼50 m 埋入注氮管路，向采空區壓注氮氣，降低氧氣的體積分數。

4）噴灑阻化劑。對采空區存在的遺煤噴灑阻化劑，實現采空區遺煤阻化。

3.2 工作面過斷層時期防滅火技術

工作面過斷層期間，運輸巷側丟煤量大、煤體破碎嚴重，為了防止此時期采空區煤自燃火災隱患的發生，采取以下方法:

1）工作面兩巷隅角每隔20 m 施工1 道風筒布包覆的隔離墻，增強堵漏風效果。

2）在運輸巷采空區預埋110 mm 注氮管路，出口處施工小木垛進行保護管路，末端抬高并安設花管，防止管口堵塞，加注水霧；在運輸巷隅角敷設五芯束管100 m 做好保護，對采空區氣體進行持續檢查。

3）對兩巷隅角浮煤壓注高吸水材料，設置隔離墻，減少漏風量，對架后的遺煤進行阻化處理，全面覆蓋回風巷與運輸巷隅角附近5 個支架。

4）工作面每推進40 m 由運輸巷向采空區注氮氣惰化；過斷層后對兩巷隅角浮煤壓注防滅火劑。

3.3 停采撤面時期的防滅火措施

工作面停采撤面時期通過隅角設煤垛墻、氣體監測、注氮和注膠等對煤自燃危險區域超前防控：

1）停采前分別在兩巷端頭距終采線30、15、5 m的進回風隅角各施工1 道3 m 煤垛墻，墻內埋設注氮管路、監測束管。

2）調整好架間距，每3 個架間必須確保有2 個架間留設間隙能正常施工防滅火鉆孔。

3）停采撤面時，調整工作面風量低至400 m3/min。

4）在兩巷采空區隔離墻垛內留設注膠管路、監測束管，兩端頭及運輸巷的隔離墻間累計壓注膠體670 m3；兩巷端頭終采線處各架設木垛，木垛外施工隔離墻，隔離墻外噴灑厚度為200 mm 的封堵材料，并安設擋風簾，防治端頭漏風。

5）停采撤面后，采空區注膠體，對重點區域進行補注，架間注膠量大于500 m2；運輸巷注氮量控制在500 m3/h 左右，泄水巷注氮量在200 m3/h 左右。

4 效果分析

4.1 旋轉開采時期

工作面旋轉開采階段氣體變化圖如圖4。

圖4 工作面旋轉開采階段氣體變化圖Fig.4 Gas change diagrams in the rotating mining stage of working face

由圖4 可以看出，旋轉調面時，運輸巷開采速度慢，遺煤在空氣中暴露時間長，在第10 d 回風隅角CO 體積分數達22×10-6；通過光纖測溫、壓注防滅火材料、施工隔離墻等措施，使回風隅角的CO 體積分數始終保持在18×10-6以下，回風流的CO 體積分數均保持在6×10-6，說明遺煤在空氣氛圍下，并沒有發生較大的氧化復合反應[17]，說明采取的防控措施有效降低了煤的氧化反應，保障工作面的正常開采。

4.2 工作面過斷層時期

工作面過斷層區域氣體變化圖如圖5。

由圖5 看以看出，前8 d 內，工作回風隅角的CO 體積分數達到了64×10-6，回風流中的氣體體積分數也達到了30×10-6。此階段上升原因是過斷層期間運輸巷側煤體破碎嚴重、丟煤量大、漏風加大。通過采取注膠注氮、對兩巷充填高吸水材料等措施，使回風隅角的CO 體積分數在2 d 內降低到18×10-6以下。采取的防治措施有效地封堵漏風通道，抑制煤氧化。

圖5 工作面過斷層區域氣體變化圖Fig.5 Gas changes in the working face passing through the fault area

4.3 停采撤面時期

工作面停撤階段氣體變化圖如圖6。

由圖6 可以看出，由于工作面頂板破碎嚴重等原因，回風隅角、回風流中CO 的體積分數升高。通過實施注氮、注膠、噴灑阻化劑、兩巷使用高吸水材料等措施，CO 體積分數降低至5×10-6左右，抑制了回撤過程中煤氧化。

圖6 工作面停撤階段氣體變化圖Fig.6 Gas change diagrams at the stop and withdrawal stage of the working face

5 結 語

1）分析了不同時期煤自燃危險性，得到旋轉開采時期危險區域為距工作面調正約90 m 以下的扇形區域，過斷層時期危險區域為過斷層Ⅶ-F3、斷層Ⅶ-F76區域，停采時期危險區域為兩巷端頭與終采線附近；確定7302 工作面采空區漏風率為15.87%。

2）提出了不同時期防治煤自燃的方法。在旋轉開采時期采用監測監控、注膠、注氮惰化方法；過斷層時期設隔離墻、注氮、注高吸水材料、阻化的措施；停采撤面時期采用設煤垛墻、監測、注氮注膠方法。

3）通過對7302 綜放工作面俯斜開采煤自燃隱患防控，7302 工作面采空區回風隅角的CO 始終保持在18×10-6，回風流中的CO 均保持在6×10-6，未出現任何煤自燃征兆，實現了安全回采。