珙泉煤矿煤层自然发火规律及防治技术研究报告

珙泉煤矿煤层自然发火规律及防治技术研究目录珙泉煤矿煤层自然发火规律及防治技术研究1. 前 言1.1 研究的背景及意义煤层自然发火是煤矿开采过程经常遇到的一种灾害，全国大多数矿井的煤层都发生过煤层自然发火。煤层自然发火不仅与煤层本身的自然倾向性有关，更与开采深度、开采方式、埋藏条件等因素息息相关。目前对于煤层自燃灾害问题处理相对普遍和易掌握的技术有灌浆、注阻化剂、注氮和注惰泡等，但是各种技术如何具体地实施，以及在生产过程中如何合理的使用这些措施并达到较好的效果，尤其是对于近距离易自燃煤层群煤层的开采，还没有形成一整套有针对性的综合防治技术系统，因此，对该地质条件下的煤层开采的自然发火防治技术需要更深入的研究。珙泉煤矿矿区内含可采煤层2层，即C1、B4煤层；含局部可采煤层2层即B3、B2煤层，矿山获准开采C1、B4、B3、B2煤层，主采煤层为C1、B4煤层。煤层间距为3.5m，局部地区煤层间距甚至更小，还伴随合层现象，矿区开采为近距离煤层群开采。C1煤层厚度为0.252.83m，平均1.21m，B4煤层厚度为0.972.66m，平均为1.53m。煤层为易自燃煤层，最短自然发火期为18天。珙泉煤矿二水平开采煤层主要为C1、B4煤层，煤层倾角为2027。煤层内由于受到二水平22采区中部一条大断层的影响，C1、B4煤层出现合层现象，其中还有众多的小断层使煤层重复、缺失或增厚、变薄甚至不可采，严重影响工作面布置和煤炭生产能力。据统计矿井投产至今，全矿井共发生自然发火25次，近十年百万吨发火率为6.9次。近几年来珙泉煤矿发火比较严重，多次出现工作面后部采空区自燃，自2007年至今，珙泉煤矿共发生5次工作面自然发火，1次密闭内自燃，其中2009年1年当中就发生了3次。根据矿方提供的资料看，发火的根本原因是由于开采煤层间距小，上部采空区遗煤垮落，造成漏风通道复杂，当工作面推进度减小时，后部采空区遗煤氧化，导致自然发火。从另外一个方面可以看到珙泉煤矿虽然建立了自然发火预报系统，但主要是通过对CO等气体的分析和监测，并没有形成完善的监测指标体系，也没有对煤自燃临界参数进行测定，致使采空区气体的具体数据无法反应采空区内部的情况，对推进度的也没有具体的要求。比如2253工作面的几次发火，正是由于前期对CO指标气体没有一个合理的范围，无法判断采空区情况已经到达什么程序，才使得当CO达到几百ppm的时候才意识到，给自然发火的提前预防带来了隐患。根据珙泉煤矿矿的实际地质条件以及实际开采条件，以及自然发火危险源的初步分析，该矿煤自燃发火因素及防治技术存在以下方面的特点：.该矿区开采煤层为近距离煤层，进行下分层开采时容易形成新老采空区贯穿，又利用采空区内漏风，为自然发火创造条件；.该矿区缺少较完善和科学的煤自燃临界指标参数；.该矿煤矿自燃火灾预防体系不够完善。综合分析发现该矿在开采的过程中存在很大的程度自燃危险性，而且其可能发生自燃的环境复杂多样，尤其在工作面遇到地质构造带时，对自燃问题的处理变得相当困难，因此，该项目结合珙泉煤矿现有的防灭火措施和手段，着重研究该矿煤层的自然发火规律，煤层自燃的临界指标参数，并提出相应的防灭火具体措施，以确保工作面的正常生产。制订煤层自燃火灾综合防治方案，形成一整套较完备的“以防为主、重点治理、防治结合”的煤层自燃综合防灭火技术，对保障矿井安全生产，实现企业高产高效意义重大。1.2 研究现状煤自燃的发生和发展是一个极其复杂的、动态变化的、自动加速的物理化学过程，其实质是一个缓慢地自动氧化、放热、升温最后引起燃烧的自发过程。煤层自燃火灾一般发生在距煤体暴露面一定距离的深部，一旦发现煤体暴露面处有自燃征兆，煤体已储存了大量热能，火源点周围煤岩体温度都很高，要降低大范围高温煤岩体的温度是很困难的；同时高温煤体的氧化活性很高，隔氧窒熄而暂时扑灭的煤体火灾遇氧后能很快复燃。简言之，煤体自燃具有火源隐蔽，不易发现；煤层自燃过程发展期较长，一旦发现明火，周围岩层已处于较高的温度，储存热量很大，高温范围较大；灭火周期长，不易扑灭，灭后易复燃等特点。研究煤自燃机理及过程是认识自燃规律、建立预测预报理论、开发防治技术的基础。研究煤自燃的过程，需解决两个方面的问题：一是如何通过实验真实地再现煤自然发火的全过程，以此研究和分析煤自燃特性及其动态发生、发展和变化的过程；二是在各种不同的实际条件下，煤自然发火过程如何，煤氧化自燃在形成和延续过程中需具备怎样的外部环境。煤层自然发火预测预报是矿井火灾预防与处理的基础，只要能够准确、适时地进行煤层火灾的预报，就能做到有的放矢地采取预防煤层火灾的措施，提高煤矿防火工程的经济效益。但在实际条件下，很难确定煤多少天会发生自燃，高温区的位置在哪里，火区发展到何种程度，范围有多大，煤温有多高，实施灭火工程后的效果如何，怎样考察，火区熄灭后为什么会复燃，火区在怎样的条件下会复燃等，这些问题为煤层自燃的治理工作带来了很多的困惑。引起煤自燃的根本原因是煤与氧气作用产生热量，这个热量使煤体温度升高而促进氧化反应最终导致自燃。煤层火灾一旦发生，周围煤岩也已处于较高的温度，储存热量大、范围广，使得灭火周期长，不易扑灭，且灭后易复燃。因此，预防和控制矿井煤层火灾应该从惰化煤体、控制供氧条件、降低煤体温度三个方面着手，研究以高效降温、隔氧为主，适用性强、防灭火效果好、可操作性强和速度快的煤层自然发火控制技术。针对上述问题，国内外学者从煤自燃特性和过程、自然发火预测、预报以及防灭火技术等方面进行了大量的研究和探索。1.2.1煤自燃的预测技术预测技术是指在煤处于低温氧化阶段(即潜伏期),还未出现自然发火征兆之前,仅根据煤的氧化放热特性和煤层赋存条件等实际环境条件,对松散煤体自燃的危险程度、自然发火期及最易自燃区域的超前判断的一种技术。进入80年代以后，世界各国的学者在前人的基础上，结合有关科学技术和理论的发展，从两个方面对煤自燃的预测进行了深入的研究。（1）煤自燃危险区域判定理论黄伯轩教授【7】通过研究采空区空气流动规律和火灾气体浓度（主要是CO）分布规律，根据Fick定律和质量守恒定律，建立了采空区火源点位置判断数学模型，对实际火源位置用计算机进行模拟，能达到与实际较接近的效果。西安科技大学的徐精彩教授等根据大型煤自然发火实验模拟测定的松散煤体放热强度和耗氧速度，以及遗煤最短自然发火期，再结合综放面采空区实际漏风强度，浮煤厚度提出了采空区“三带”划分极限参数的计算方法，建立了综放面自然发火动态预测模型，形成了一系列自燃危险区域划分的理论【8】【9】。该理论判定的自燃危险区域与实际情况比较相符，已经在很多矿井得到实际运用，精度比都较高，但该理论忽略了采空区浮煤两道高中部低的实际情况，普遍认为采空区浮煤均匀。对划分结果有一定的影响。在此基础上，中国矿业大学的杨胜强等人根据采空区顶板的冒落压实状况以及浮煤分布状态【10】，通过采空区漏风流场的计算机模拟分析，也得到了采空区自燃“三带”的分布情况，并且通过对采空区内遗煤温度和气样成分的观察分析验证了计算机模拟分析结果。提出了“两道两线”是采空区内防火的重点区域。辽宁工程技术大学的李宗翔等人用实测结果与计算机数值模拟方法相结合，在漏风气体连续运动性方程和氧浓度消耗变化方程的基础上，考虑了采空区煤矸氧化和瓦斯涌出的稀释作用，建立了耗氧模型，并利用迎风有限元方法进行了求解【11】，从理论上说明了采空区氧浓度分布的不均衡性。并得出自燃氧化带是蓄热漏风流量区和高氧浓度区迭加而成，自燃氧化带宽度与工作面风量近似呈负指数关系。2006年中国矿业大学的仲晓星、王德明等人采用了一种新的方法金属网篮交叉点法来研究煤自燃临界浮煤厚度，该方法通过计算煤样的表观活化能和QA值【12】，得出了不同温度下的自燃临界堆积厚度，具有消耗时间短、可重复性强、耦合度高特点。并且结合3种煤样的结果对3个煤矿进行了实例分析，表明了该方法可以为煤自燃危险区域的划分提供理论依据。此外，Sujanti,Wiwik Zhang等【13】采用静态恒温法推导了地面煤堆自燃的临界厚度；英国诺丁汉大学Ren T.X.等【14】开发了与井下数据监测系统相连的实时数据的获取和控制系统可对特定区域的危险性进行评价，有效的指导现场的防灭火工作。近几年，国内外学者根据火区产生的能量或放射性气体的异常【15】，形成了对煤层自燃危险区域进行判定的理论和方法，如根据放射性核素在衰变时期放出的氡气含量和变化规律，判定火区的测氡判定理论，以及根据巷道表面上温度和热流密度存在差异，采用红外探测技术得到一系列沿巷道横向和纵向的红外辐射强度分布，根据反演算法判断由煤炭自燃引起的异常区域，从而确定煤炭自燃的位置和温度，得到了煤炭自燃的红外探测反演理论【16】【17】【18】。磁探测法、测温电阻法、氡测温法主要适用于封闭火区且火源温度较高的探测，其准确性较好；而对于井下的高温区域（100）则无能为力【19】。探测煤的自燃温度来确定高温位置是一种可靠的方法，关键是哪种方法能探测出隐蔽的高温区域及自燃温度。从以上的研究成果可以看出，现阶段对煤自燃危险区域划分的研究主要还集中在对采空区的研究，并且确定了“两道两线”是防灭火的重点区域。而从研究的方法上看，主要还是根据实验与现场情况相结合，通过一定的数学公式和模型来推导，再用温度和气体埋管等手段来具体实施。这种理论从总体上来看已经发展的比较成熟了，而今后的发展方向可能会以更加真实地、准确地确定其中几个参数，在考虑具体情况的基础上，更快更全面地反映煤自燃的危险区域。（2）数学模型模拟预测近20年来，世界各国针对采空区、巷道或地面煤体的自燃条件，根据传热、传质学和Arrhenius公式建立了多种煤自然发火的数学模型，数值模拟煤的自燃过程，预测实际矿井中的煤体自燃发火危险性，并且随着计算机技术的运用，对煤体自燃危险区域进行了计算机模拟，提高了预测的时效性，为尽早地对煤自燃作出预测节省了时间，提供了理论依据。西安科技大学的张辛亥教授等采用了S型函数的前向三层人工神经网络表征煤不同温度下的耗氧速度、CO和CO2产生率，以及煤样中的灰分、硫分的分析数据与实验自然发火期的非线性对应关系【20】。用已有的煤自然发火实验数据对网络进行了训练，得到了神经元间的联结强度，确定了该模型的可靠性。并且为了提高温度控制精度，设计并建造了一套程序升温油浴实验装置，从而能够准确测定煤自燃在不同温度下的耗氧速率及气体产生率，并将其实验数据及硫分、灰分等分析数据代入人工神经网络模型,算出煤的自然发火期。该方法比煤自燃实验测定周期缩短了90%以上，用煤量减少了99%以上，测试结果偏差小于3d。另外，该方法还能够通过加大训练样数来提高预测精度。这种方法从根本上解决了预测煤自然发火的精度与时间上的矛盾，提高了煤自燃预测实验的实用性和时效性。另外，张辛亥教授等学者把煤低温氧化自燃过程中的准静态渗流、扩散及化学反应过程看成是稳态过程，通过对达西定律和Fick定律的控制方程的求解，得到了常温下采空区氧浓度及渗流速度场的分布【21】，结合煤自燃发火实验测定的煤自燃极限参数和发火期等参数，划分了煤层群开采自燃危险区域并对实际自然发火期进行了预测。该方法的数值计算量较直接模拟煤自燃过程少，但预测的结果与实际较相符。并且解决了采煤工作面所在煤层的临近煤层自燃问题，西安科技大学邓军，翟小伟等，根据不同煤层自然发火期实验测试结果和宏观可测定的表征煤自身氧化放热性的灰分、挥发分、硫分含氧量,运用灰色系统理论,建立了确定蓄散热条件下的煤最短自然发火期GM (0 ,5) 的灰色预测模型【22】。将计算结果与煤自燃发火试验实际数据对比，产生的误差达21.27。由于影响煤自燃的因素较多，所以这个模型不能较为精确的得出煤自燃发火期，只能定性分析煤自燃影响因素，粗略地预测煤自然发火期，但这中方法与思路也提供了研究煤自燃预测的另一种方向，有待于发展与完善。中国科技大学的余明高等学者在前人的基础上，根据煤氧反应的热平衡方程建立了最短自然发火期数学模型和相应的实验方法【23】，并在总结20多个局（矿）实际开采条件的基础上，确定了自然发火期的修正系数。运用这一理论成功地预测了六枝矿务局两个矿的最短自然发火期，准确率达75%86%，有较高的可信度，但该理论还需要进一步确定更符合实际的修正系数，提高普遍性。西安科技大学的文虎教授根据综放工作面采空区自然发火的特点，将松散煤体自然发火数学模型简化，建立了综放工作面采空区温度变化的动态数学模型，用计算机动态模拟采空区浮煤自然升温过程，及时反映温度分布状态及其动态变化规律【24】，对采空区浮煤自燃危险性进行超前预测。该方法确定出采空区氧化升温带长度与工作面在最短自然发火期内推进距离之差才是采空区氧化自燃区域。南京化工大学的卞晓锴、包宗宏等学者建立了采空区温度场的数学模型，并用有限差分数值方法进行模拟计算。通过计算得出了煤因氧化放热导致煤温随时间变化呈指数上升的规律以及点热源附近温度场随时间的变化规律【25】。提出采用测量煤层中两点间温差的变化来预报高温点温度的方法, 此法由于消除了矿井空气温度波动因素的影响, 具有较高的稳定性。通过数值模拟可以找到煤自燃危险区域、自然发火期、火灾动态发展规律等参数。但是，由于实际工作面地质条件、开采条件、覆煤和漏风情况都极复杂，而工作面范围很大，且煤自燃的参数也不能准确测定。整个工作面煤自燃预测数值计算很困难，其精度也不高，目前还没有应用于指导生产防火。1.2.2采空区漏风规律研究技术采空区煤自然发火危险区域的划分及预测预报取决于采空区覆煤厚度、漏风等几个因素，而由于采空区煤层赋存条件，开采方式及采掘巷道布置等不同，采空区除与工作面连通外，通常还和周围其它巷道及采空区相联系。在通风风速适宜的情况下，采空区漏风达到煤自燃所需的氧浓度及蓄热条件，就会造成采空区遗煤自然发火。因此，研究采空区的漏风规律对防止煤自然发火有十分重要的意义。郭玉森学者根据采空区漏风阻力定律，提出了不同漏风源和漏风汇的采空区漏风分布规律，漏风源处在高能位侧，漏风汇在低能位侧【26】。对于不同的通风方式，采空区的漏风分布、自然发火位置及瓦斯涌出规律都不同，为煤自燃和瓦斯防治提供了依据。中国矿业大学的罗新荣，李增华等学者采用气压计混合读数法测定了综放采场区域的通风阻力及通风等势图。用瞬态和稳态释放示踪气体SF6的技术确定了综放工作面隅角采空区的漏风风速和采场漏风量及其分布情况【27】。测定了采空区气体浓度和温度，划分了采空区“三带”范围。根据煤的氧化模拟实验和现场测定，常温下煤氧复合的自由基反应便能生成CO、CO2，所产生的热量使采空区煤岩温度升高10左右，为采空区煤自燃危险区域的划分提供了理论技术。邵辉，代广龙等学者根据多年应用SF6单元示踪技术的研究，发现这种单一示踪剂已经不能适用于漏风源复杂的采空区的漏风检测，提出了应用双元示踪技术检测复杂采空区的漏风【28】。在实验室应用色谱法优选出SF6，CF2ClBr双元示踪气体，并在淮南某矿井下首次应用SF6-CF2ClBr双元示踪气体成功的检测了复杂采空区的漏风。淮南工业学院的石必明，成新龙针对煤矿井下采空区的复杂漏风关系，提出了采用能位测定与示踪技术联合检测采空区漏风【29】，并以淮南李一矿1661（3）综采工作面采空区为例，从定性和定量两方面比较准确地确定采空区漏风通道之间的漏风关系，并阐述了该技术的使用过程和方法，说明了该技术有利于提高复杂采空区漏风检测的科学性和准确性，为煤自燃预测预报参数的确定起到了一定的指导作用。戴广龙学者根据不同的综采放顶煤工作面采空区的漏风分布，结合采空区“三带”划分标准，对采空区内“三带”分布以及注氮量对采空区“三带”划分的影响进行了研究【30】。提出不同漏风源和漏风汇，不同的通风形式，采空区漏风分布也不同，采空区的“三带”形式也不同，造成采空区的火源位置复杂，因此，不能像U型工作面的采空区来划分“三带”，应针对具体情况进行具体分析。为采空区遗煤自燃的防治提供了参考。辽宁工程技术大学的李宗翔等学者采用有限元计算机数值模拟，结合图形显示技术，深入研究了采煤工作面采空区的风流移动规律及计算问题，求解了二维定常流场方程，并以图形方式绘出风压分布等值线和流线，迅速直观地反映出采空区流场风压的分布和风流流动状况。重点讨论了工作面向采空区漏风的入、出变化情况，得到工作面漏风采空区的风量qL与工作面风量Q的关系qLQ2【31】。对采空区的瓦斯涌出规律、自然发火和上隅角瓦斯治理以及大面积采空区均压通风等研究起到了一定的帮助。太原理工大学的刑玉忠【32】等学者利用中下分层工作面进、回风巷网上漏风的特点，建立了网上漏风数学模型，通过实测通风参数，拟合漏风强度与漏风位置的关系，揭示出网上矸石紊流漏风风阻的分布规律，得出采空区矸石漏风相关系数随矸石冒落时间的变化规律；由实测数据开始偏离回归直线的位置，可判断出漏风由紊流向层流转化的时间，为相同或类似条件下工作面采空区漏风的研究打下了基础。中国矿业大学的崔凯以旗山煤层中央采区3132工作面为例，对采空区遗煤状态进行实测与分析，并采用有限元数值模拟方法求解综采放顶煤工作面采空区遗煤内的风流运动规律的二维非线性渗流方程，从而较为有效地反映出采空区遗煤中风流压力和速度分布情况，并给出了采空区内自然发火影响带与工作面供风风量的关系【33】。这种算例中的一些假设条件与实际情况有较大差别，如果在实际操作中能准确测量各物理参数和边界条件，如碎胀系数、边界条件等，则应通过具体条件进行修正。湘潭工学院的刘英学等学者介绍了在采空区漏风分布研究中提出的U形漏风通道的概念。经计算机模拟得出更符合实际的采空区漏风分布规律，并以此制定了有效的防治措施，并进行了现场试验【34】。结果表明，减风降压技术能够减少采空区内漏风量，隔漏风墙技术不仅能减少采空区内的漏风量，也能缩小采空区内的漏风范围，尤其能减少采空区深部的漏风，切断采空区内两道一眼的漏风通道，从而达到防止采空区遗煤自燃的目的。另外，西安科技学院邓军、徐精彩【35】等学者通过对测风、测压技术在实际应用中的研究，发现了一些不足，提出了通过实测巷道沿空侧松散煤体钻孔氧气浓度推算漏风强度的方法，并分析了巷道松散煤体在自燃过程中热风压对漏风强度的动态影响，测算了巷道松散煤体的漏风强度分布状况和动态变化规律，在东滩煤矿4308综放工作面沿空巷道自燃性预测中取得了较好的应用效果。从现阶段对采空区漏风规律的研究成果来看，主要是通过实测和数值模拟来测算采空区的漏风强度和漏风分布规律，在理论上这些研究方法都具备很强的准确性。然而，由于现场实际中存在很大的差别，各种参数和边界条件不能达到预期假设的水平，所以，对于采空区漏风规律的研究还有待于进一步发展，充分考虑工作面实际参数，结合采空区漏风理论，确定出一套准确合理的计算方法。此外，对于解决采空区漏风的堵漏措施，目前还不能达到完全封堵的效果，一方面要在前人的基础上继续开发封堵材料，另一方面，要综合各种减漏风措施，合理运用，防治采空区遗煤自然发火。1.2.3火源探测及预报技术煤层火灾隐蔽火源位置探测一直是煤矿安全生产中的重大难题，早在六十年代初我国西北各省曾使用磁探法和电阻率法相结合来确定煤田自燃火区，俄罗斯、印度也用此法来确定煤田火区的位置与范围，应用红外热像仪探测煤层露头火灾的实例也很多，但这些方法用于生产矿井的自燃火源探测比较困难。目前，真正能成功用于煤炭自燃火源探测的方法有测温法、测氡法和气体分析法。由于煤体导热性差，直接测温法受测温传感器布置位置、范围、数量的限制，气体分析法只能判断自燃程度，无法准确判断自燃的位置与范围。测氡法是近年发展起来的一种方法，它利用煤岩介质中天然放射性氡随温度升高析出率增强的特性，在地面探测氡的变化规律，并经数据分析处理方法给出火源位置、范围及发展趋势，主要用于较大范围高温火源的探测。通过气体指标来分析和预报煤层自然发火程度的研究很多，它也是煤矿井下最主要的煤自燃预报技术。用气体分析法预报煤层火灾，指标气体的选择和检测技术是关键。实际条件下，用于煤层火灾分析和预报的指标气体主要有O2、CO、CO2、C2H6、C2H4、C3H8、C2H2和H2等，这些气体的浓度与煤温的关系是单调的，且受风量等环境因素的影响较大，用气体浓度变化率来预报也不好实现，而且预报只能是定性的。为了消除风流稀释的影响，国内外专家学者对各种气体之间的比值关系进行了大量研究，发现有些比值与煤温的关系不是单调的，而是存在着极值点和拐点，但受实验和现场条件，以及气体采样检测手段所限，其结果并未被广泛地应用于现场实际，且这些指标还不能用于煤自然发火的早期预报。1.2.4矿井防灭火技术煤矿井下开采过程中留下的易燃松散浮煤量大，给煤层火灾的防治带来因难。现有的煤层火灾防治技术主要从两个方面着手：一是隔离煤氧接触。当煤体隔绝氧气后，煤不再氧化放热，自燃火灾被窒熄，高温煤体热量向周围温度较低的围岩发散，煤温逐渐下降；二是降低煤温。通常情况下，煤氧复合速度随煤温升高增加很快，随着煤温下降，煤氧化放热强度也不断降低。因此，往往不能全面、彻底地治理煤层火灾。在煤层火灾防治方面，国内外采用的技术主要有：控制漏风的喷涂堵漏和均压技术；惰化火区的压注惰气和惰气泡沫技术；阻化煤体的喷洒阻化剂技术；吸热降温的灌浆、注水和液氮防灭火技术。（1）封堵漏风技术连续供氧是煤层自燃的必要条件之一, 堵漏风断绝浮煤氧气供给可有效的防治煤层内因火灾。在煤矿井下，堵漏的主要手段是水泥喷浆和泡沫喷涂,水泥喷浆工作量大,回弹多,抗动压性差,堵漏效果不十分理想；泡沫堵漏性能好，抗动压性好。但其成本较高，高温时分解,释放出有害气体。近年来开发的粉煤灰封堵材料、高水封堵材料等都得到应用。封堵漏风技术用于防火效果较明显，而用于灭火时，由于不能直接使煤温降低，所以通常需要和别的灭火技术配合使用。（2）注水和灌浆技术水是最经济、来源最广泛的灭火材料。水的热容量很大，1升水转化成蒸汽时吸收2256.7kJ热量，同时生成1.7m3水蒸汽，能很快降低煤温，大量水蒸汽具有冲淡空气中的氧浓度，包围、隔离火源，窒熄火源的作用。灌浆防灭火技术在我国有自然发火危险的矿井中用得较普遍, 也取得了良好的效果,成为与井下内因火灾斗争的主要措施之一。泥浆能够吸热降温,对煤体还有包裹作用, 能够达到隔绝氧的目的,对于采空区的防灭火效果显著。井下自燃火灾通常处于工作面或巷道顶部的比较高的部位，用水或泥浆灭火时，不能滞留在发火部位，流过发火部位后仅使煤表面温度得到降低，煤体内部温度仍然很高。水的冲刷将煤体表面的灰分带走,又露出新的煤体表面；水的剧烈蒸发增加了煤的孔隙率,使漏风通道更加畅通。水对煤的自燃还有一定的促进作用,在高温600时,水会分解成H2、O2参与燃烧反应,还会产生大量水煤气,造成水煤气爆炸。泥浆脱水量较大,恶化工作环境。（3）惰性气体和惰气泡沫防灭火技术此技术以注入N2和CO2为主,也可注入其它惰性气体来降低火区的氧浓度,达到防灭火的目的。惰气可充满整个空间,既能扑灭大的明火火灾,又能抑制扑灭隐蔽火源。但惰性气体对大热容的煤体降温效果不好，灭火周期较长，火区易复燃；而且对现场的堵漏风工作要求较高。对采空区注惰泡能起到降温，减少漏风，降低采空区氧浓度等作用。但惰泡在碎煤中压注，发泡性能很差，起泡倍数低，若仅起阻化剂作用，则成本太高，且有效率太低。对已形成高温的浮煤，仅依靠惰泡隔氧灭火，需注泡量很大，灭火周期也很长，且一旦停止注泡很易复燃。对于现代化矿井，每个综采面每天可产出上万吨煤炭，因此这种需要较长时间才能灭火的灭火技术是不经济的，所以注氮技术常用于防火。（4）阻化剂防灭火技术阻化剂是抑制煤氧结合,阻止煤氧化的化学药剂。常用阻化剂是CaCl2、MgCl2等一些吸水性很强的盐类,当它们的水溶液附着在易被氧化的煤表面时,在煤的表面形成一层含水液膜,惰化煤体表面活性结构，阻止了煤和氧的接触, 起到了阻止煤氧复合的作用。同时,这些药剂吸水能使煤体长期处于潮湿状态,由于水的吸热降温作用,使煤体在低温氧化时温度不能升高,从而抑制了煤的自热和自燃。一般的阻化剂通常都有一定的防火效果，但当温度升高使阻化剂吸收的水份蒸发,其阻化作用会消失。失去水分的阻化剂对煤氧复合反而有催化作用,促使煤氧复合速度加快，使煤自燃更容易。近几年研制成功的粉状惰化阻化剂，是由能在不同温度段气化产生惰性阻化气体的粉状材料按一定比例混合而成的。所产生的气体对自由基链锁反应起阻碍作用，同时在汽化过程中吸收大量热能，使煤温降低。将这些粉状材料用氮气压送、纸袋封装或与水混合后, 注入煤体。当煤温超过一定温度时,惰化阻化剂开始吸热气化,产生惰性阻化气体。该阻化剂高温分解后的剩余物能在煤的表面生成一层薄膜,冷却后成为脆性覆盖物,使煤与空气隔绝而防止煤体复燃。粉状惰化阻化剂技术防灭火效果较好,但粉状材料在煤体内不容易分散均匀,因此难以充分发挥其防灭火性能，如用其水溶液注入煤体则易流失。胶体防灭火技术是近年来发展起来的一项非常有效的煤层火灾防治技术，它集堵漏、降温、阻化、固结水等性能于一体，使易于流动的水溶液在指定时间和部位发生胶凝，包裹高温煤体，充分发挥水的吸热降温作用，较好地解决了灌浆和注水的泄漏流失问题，且在近1000的明火中不会迅速汽化，仅因水份缓慢蒸发而逐渐萎缩，灭火安全性好、速度快。这些防灭火技术各有特点，在矿井煤层火灾的防治中均起到了很好的作用，但还有必要综合各项防灭火技术的优点，结合白皎煤矿的实际情况，进一步研究新型高效的防灭火材料，建立适用性强、防灭火效果好、可操作性强、投资少的矿井防灭火系统，开发适合于井下煤层火灾防治的快速控制和应急处理技术。1.3 研究内容、关键技术及目标 1.3.1 研究内容1）珙泉矿煤层自燃特点及发火规律研究根据该矿区实际条件的调查和统计分析，掌握煤层自然特点和发火规律。2）煤自燃发火特性参数实验研究 通过对珙泉煤矿煤自燃特征进行煤自然发火实验与程序升温实验相结合的方式测试煤层自燃性，掌握该矿煤质在自然发火全过程中的特征参数，特征温度下的特征指标气体，以及发火期，从而为现场煤自燃预测预报系统提供指标参数。3）煤层自燃早期预报指标及监测预报方案研究以实际开采条件和开采工艺的技术参数以及试验煤自燃发火期特征参数为基础，完善现有井下煤自然预测预报，使其能能够有效的准确的对煤自然早期信息进行预测预报。4）采空区煤自燃防灭火技术研究根据现场观测及漏风规律的研究，确定采空区防灭火重点区域、合理防灭火技术的选取，利用现有设备或者新型设备，添加适当的防灭火材料，以及技术方案和措施的制定；根据珙泉煤矿遇地质构造带时的工作面情况，在工作面推进度缓慢情况下的合理的防灭火技术及管理制度。1.3.2 关键技术 1）珙泉矿煤炭自燃程度判定指标的确定及漏风通道和规律的研究，监测点的布设、监测方法的选取及监测数据的分析。2）煤层群开采时，采空区内煤自燃发火隐患的防灭火方法和技术手段的选取，以及合理应用工艺的确定。3）工作面重点防灭火区域遗煤自燃的预防处理技术。4）工作面遇到地质构造带时防灭火技术措施的合理制定。1.3.3 研究达到的目标总体目标：确保该矿不因煤层自燃而影响安全生产。具体目标如下：1）通过实验研究确定煤自然特征指标参数。2）找到珙泉煤矿煤自然发火的重点区域和采空区漏风规律。3）结合实验和现场工作，总结出珙泉煤矿自然发火规律。4）制定相应的防治措施，完善珙泉煤矿工作面自然发火防治技术。1.3.4 研究方法及研究总体思路本项目的研究拟采用理论与现场实际相结合的研究方法，对该矿开采工作面煤层自燃的治理坚持“以防为主”的方针，通过实验测试煤自燃的参数，结合现场观测数据，确定实际自燃危险区域和可能的自然发火期，据此确定采取的必要防灭火技术方案，同时研究应急处理技术及措施，确保该矿开采煤层的安全生产。项目研究技术路线如图1.1所示。遇地质构造带的防灭火技术措施 预报系统 日常观测 预测模型 效果检验 现场实施 煤层自燃性测试 治理方案 实际开采条件 现场参数观测 漏风区域 安 全 危险区域和发火期 预测及判定指标 防火系统 惰气防灭火系统 均压防灭火系统 注浆封堵防灭火系统 监测系统 图1.1 项目总体研究思路2.珙泉煤矿煤层自然发火影响因素分析2.1 珙泉煤矿概况芙蓉集团实业有限责任公司珙泉煤矿位于四川省南部宜宾市珙县珙泉镇以北约3.0km，矿井于1984年开工建设，由重庆煤矿设计院设计，1988年12月建成投产，设计生产能力45.0万t/a，采用平硐+暗斜井开拓。矿井设计即为一独立生产矿井。现一水平于2005年末开采殆尽，现全部转入二水平（420150m标高）生产。目前有1个生产采区（22区）、一个准备采区（24区）。2006年10月9日，珙泉煤矿经四川省宜宾市中级人民法院裁定宣布破产，在2006年10月9日至2007年2月期间组织了生产自救。2007年2月，芙蓉集团公司以竟标拍卖方式取得了珙泉矿井采矿权。经四川芙蓉集团公司同意，成立了四川芙蓉集团珙泉煤业公司，企业体制为国有全资独立经营核算单位。珙泉矿井储量资源丰富，根据2005年底的珙泉煤矿保有煤炭资源储量核实（检测）报告，全矿探明的煤炭储量7535.6万t，保有储量5976.0万t，可采储量3553.2万t。矿井按45.0万t/a的生产能力计算，其服务年限尚余56.4年。2.1.1交通位置珙泉矿井位于四川省南部宜宾市珙县珙泉镇以北约1.0km，南距珙县县城巡场镇17公里，其地理坐标为：东经 1044500-1044552.5北纬 282230-282300区内交通便利，宜珙铁路通过井田北缘，有专线从武家岩车站到井口。宜珙铁路往北经内宜铁路于内江与成渝线相连。公路交通四通八达，巡场是矿区的交通中心，往北可达宜宾市，向南经珙县、往西经高县可达云南，东经兴文县、泸州市可达贵州（见图2.1）图2.1 珙泉煤矿位置示意图2.1.2井田地质（1）地形地貌矿区地域为四川盆地与云贵高原的接壤地带，山系走向与构造线方向基本一致，大体呈东西向。总地势南高（一般海拔9001000m）北低（一般海拔500600m），最高峰为芙蓉山（海拔1230.9m）。由于地表水系的切割，致南部成峡谷区，相对高差500m以上，属中等切割；中部和北部为轻度切割。整个区域属中低山区。矿井由于地表水系的切割，致南部成狭谷区，相对高差500m以上，属中等切割；中部和北部为轻度切割，整个地区属中低山区。区域内山岳多层地貌景观表现明显，主要河谷为侵蚀溶蚀谷地，可见三级阶面显著倾斜的阶地，并具有洪积阶地特征。矿井地表水系可划分为两个小流域，即东部长宁河流域与中西部南广河流域，此二水系由南向北横切全区。长宁河在区内流经珙县一、二号井田外缘及巡场井田东缘，系区内较大常年河。南广河主河道不在矿井范围内，在区内仅有三条支流，均属山间小溪，呈树枝状分布，系季节性溪沟。矿井煤系地层覆盖层主要是飞仙关组，为弱含水层，主要通道为断层裂隙。煤层开采后，上部弱含水层的水、大气降水和采空区积水通过断层、裂隙涌入矿井。（2）地质构造珙泉矿井井田呈东、西走向分布，走向长4.5km，南北宽2.5km，面积11.25km2。东以洛普河（长宁河上游）为自然边界与珙县二号井田相隔，西以0号勘探线与HB4号钻孔连线与白皎井田毗邻，上部至风氧化带或小煤矿开采下限，下-200m标高。井田内地层从老至新，依次出露的有：下二迭统茅口组（P1m）、上二迭统峨眉山玄武岩组（P2）、宣威组（P2x）、下三迭飞仙关组（T1f）、嘉陵江组（T1j），总厚约1447m。煤系地层为宣威组，平均厚度131.3m。其中宣威组、飞仙关组、嘉陵江组作了段的划分。地层接触关系，除茅口组与峨眉山玄武岩组、峨眉山玄武岩组与宣威组呈假整合接触外，其余地层均呈整合接触关系。矿区所处的大地构造部位为四川台向斜南缘，川湘台向斜之北，川滇台向斜之东南。区内主体构造是珙长复式背斜，其周围分布众多次一级的褶皱和断层，按其展布特征和组合规律可分为东西向构造带、北西向构造带及北东向构造带。区内出露地层从老到新依次为寒武系、奥陶系、志留系、二叠系、三叠系、侏罗系、白垩系和第四系，总厚度近6000m。本井田共发现断层93条，地表62条，工程揭露断层31条，正断层82条，逆断层11条，其中断距大于30m的11条（均在非煤系地层中）小于30m者82条。由于矿井断层相当发育，对煤层破坏较大，虽然影响采区划分的大、中型断层不多，但众多的小断层使煤层重复、缺失或增厚、变薄甚至不可采，影响工作面布置和煤炭生产能力，并导致掘进率高和资源回收率降低。此外，由于重力作用造成非构造变动的滑坡现象较为普遍，一般表现在主煤系地层以上及飞仙关地层，滑动面倾向北西西及北西，特别是飞仙关地层的滑动，掩盖了部分煤系地层，使得煤层露头不良，但对于煤层未起到破坏作用。（3）煤层及煤层赋存情况井田内含煤地层(P2x)厚度109.17157.81m，平均130m左右。岩性以粘土岩、泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩为主，煤层赋存于含煤地层的中上部，含煤612层，含煤系数5%左右，其中可采和局部可采煤层四层即C1、B4、B3和B2。含煤总厚8.493.73m，平均5.95m，含煤系数6.612.9%，平均4.64%；可采煤总厚6.302.12m，平均4.39m，可采含煤系数4.901.65%，平均4.39%。；其余煤层均为薄煤线（见表2-1）。表2-1 煤层厚度，倾角，结构及间距煤层代号厚度(m)倾角(度)间距(m)煤层特征顶板岩性底板岩性二号煤层C10.252.831.212027煤层结构简单至复杂，夹石多为粘土岩、泥岩。砂质泥岩、泥质灰岩及细砂岩砂质泥岩011.83.5三号煤层B40.972.661.53煤层结构简单，为区内稳定煤层。砂质泥岩细砂岩及砂质泥岩09.22.05四号煤层B301.450.77煤层结构简单，为区内局部可采煤层。细砂岩及砂质泥岩粘土岩（4）煤质井田内的煤为灰份和硫份均高的无烟煤，煤的工艺性差，适于作动力用煤，因此，偏重于按动力用煤指标评价，煤质工业性分析如下表。表2-2 主采煤层工业分析结果（平均值）煤层Wf(%)Ag(%)Vr(%)QcDT(MJ/kg)SQg (%)二煤层(C1)1.4433.9112.5922.846.70三煤层(B4)1.5430.4710.7923.981.35四煤层(B3)1.5230.5011.9623.613.632.1.3采掘布置2.1.4通风、瓦斯及自燃矿井瓦斯涌出含量：C1煤层17.3m3/t、B4煤层22.4 m3/t、B3煤层22.1m3/t, 已测煤层瓦斯压力最大3.2MPa。井田内地质构造复杂，每平方公里就有断层多达34.3条，生产揭露落差大于2m的断层多达千余条，构造致使原岩水平应力达到垂直应力的2.8倍。在已测煤层瓦斯压力在1.573.2MPa的情况下，矿井瓦斯灾害异常严重，投产至今已发生小型突出5次，其中最大一次突出煤量30T，突出瓦斯量3000m3。投产至今已发生过瓦斯爆炸事故2起，没有人员伤亡。煤炭科学研究总院重庆分院、四川省煤炭产品质量监督检验站对矿井现开采水平的C1、B4、B3煤层取样鉴定，鉴定结果均为：无煤尘爆炸危险。矿井未发生过煤尘爆炸事故。但矿井空气浮尘(煤尘及岩尘)都含有SiO2，作业人员在有粉尘环境下作业，会得硅肺病和煤肺病。C1煤层自然发火倾向为II类，易自燃； B4煤层自然发火倾向为I类，容易自燃。投产至今，全矿井共发生自然发火25次，近十年百万吨发火率为6.9次。2.2 理论分析随着高产高效矿井的不断发展，煤矿开采深度不断加深，工作面综放开采工艺的普及，高瓦斯矿井的开采将面临采空区自燃和采空区瓦斯两大问题。开采强度的成倍增加，一方面，带来了采空区遗煤量的增大，顶板垮落程度加大，漏风通道增多，使采空区浮煤自燃条件更为有利，同时，工作面的瓦斯绝对涌出量也将有所增加，为了保证工作面安全生产，自然就必须增大工作面的风量，从而导致采空区的自然发火更加频繁。在普遍的开采条件下，采空区自然发火主要取决于采空区氧浓度的变化及分布，以及漏风强度的分布规律，采空区内瓦斯的涌出及分布影响着采空区的氧浓度分布；而在采空区的流场中氧浓度分布和瓦斯分布和涌出规律则是由采空区气体流动状态所决定。2.2.1煤自燃影响因素分析根据研究表明，煤体自燃必须满足四个方面的条件才能发生：具有自燃倾向性的煤体以松散堆积状态存在，称为浮煤条件；存在适宜的通风供氧条件，称为氧气浓度分布条件；具有良好的蓄热环境条件；上述三个条件在同一空间存在足够长的时间，称为煤自然发火的时空条件。只有当上述四个条件共同满足的煤体，在自然实际情况下，处于该处的煤体才能够发生自燃，因此，我们现阶段研究的防止煤自燃的技术和方法都是从这四个方面去考虑的，如果破坏或者是限制这四个条件中的一个，就能够有效地防止煤体自然发火。采空区浮煤自燃主要受到煤体自身性质和外部环境这两方面因素影响。（1） 煤的自燃性根据煤氧复合学说，煤体自燃的主导因素是煤表面分子活性结构对氧的复合以及这个复合过程产生的热量，即热量的产生和积聚。从宏观上分析，煤的自燃性体现在煤的氧化性和煤的放热性，从煤体内在自燃性看，煤自燃的关键是煤氧复合主要因素的强弱和产生热量的强度大小。以往对煤的自燃性分析，或侧重于煤的氧化性，用煤的氧化性衡量煤的内在自燃性；或侧重于煤的放热性，用热的变化衡量煤的内在自燃性。实际上，由于实验条件所限和煤体自身的复杂性，很难用煤的氧化性或放热性单个指标准确衡量煤的内在自燃性。煤的氧化性与煤的放热性有关，但又无法氧化性衡量出煤的放热性，同样也无法用煤的放热性衡量出煤的氧化性。我们虽能大体掌握能与氧产生复合作用的煤表面分子活性结构种类，但针对具体的煤很难搞清其表面分子中各种活性结构所占比例；我们虽能推断每一类结构与氧复合的具体过程和各类结构的反应过程所占比例；同一类活性结构与氧复合过程中的反应情况不会相同，最终可能产生CO、也可能产生CO2，然而产生CO和CO2的热效应差异甚大。因此，煤的内在自燃性需以煤的氧化性和煤的放热性共同衡量。 煤的氧化性根据大量实验结果得知：煤体对氧分子发生的物理吸附和化学吸附同时存在，只是随着温度和时间的变化，起主导作用的吸附类型发生变化。对某一特定煤样，在温度较低（低于30）时，化学吸附速率和物理吸附速率不在一个数量级上，通常较小，难以测定。而物理吸附速率相对较大，测定的松散煤总体吸氧量以物理吸附为主。物理吸附易达到平衡，因其是放热过程，平衡吸附量将随着温度的上升而降低。化学吸附在温度较低时，因吸附速率较慢而处于次要地位。但随着温度上升，物理吸附量下降，化学吸附量上升，到一定阶段，吸附将以化学吸附为主。当温度上升到一定阶段（如煤的临界温度）时，化学吸附达到吸附平衡状态，因其也为放热过程，所以温度在逐渐上升时，化学吸附的平衡必然向解吸的方向移动，故吸附量随着上升又逐渐降低。而此时化学反应速率加快，耗氧量略有下降后又急剧上升。通过实验研究，我们把起始温度下达到吸附平衡后煤样消耗的氧认为是煤氧化学吸附和化学反应消耗的氧。并根据煤样进出口氧浓度差，测算出煤样总的耗氧速率，以及该值随温度的变化规律。从化学动力学和化学平衡理论得知，耗氧速率与氧气浓度成正比，因此，新鲜空气中的耗氧速率为： （2.1）式中 单位体积煤在新鲜风流中的平均耗氧速率，mol/(cm3s);、试验煤样入口、出口处的氧浓度，=，%； Q供风量，ml； 新鲜风流中的氧浓度，=21%； 实验煤样体积，m3。从理论上看，煤的氧化性是煤内在的自然属性，对一个特定煤样，这个自然属性应该稳定不变可重复测试，但实际情况并非如此，对原煤样氧化性影响最大的因素是粒度和温度。实际条件下，粒度多样，混杂在一起。煤体破碎程度越大，粒度越小，比表面积越大，煤氧接触面积越大，氧化速率越强。煤分子表面活性结构的活泼行随温度变化而变化，温度越高，反应速率越快。 粒度对耗氧速率的影响考虑到实际采空区内松散煤体的粒度分布与实验煤样有所区别，粒度对耗氧速率的影响用函数表示；另外，随着到工作面距离的加大，采空区浮煤受矿压作用更加密实，则可与氧气接触的自由表面减少，耗氧速率减小，故引入抽放条件下综放采空区深度对耗氧速率的影响函数。即实际耗氧速率为： （2.2）式中，Co2为煤层采空区实际氧浓度，%;；C0o2为新鲜风流中的氧浓度，%；为平均粒径；为实际氧浓度条件下的耗氧速度，为煤样在新鲜风流中(氧浓度为21%)不同温度下的实验耗氧速率，由自然发火实验确定；为煤的平均粒度对耗氧速度的影响系数，可由程序升温实验确定。在工作面处，遗煤受压力较小，其密实程度与实验条件相当，故为1。随距采空区距离增加而降低，故采空区深度对耗氧速率的影响函数为： （2.3）粒度影响函数由不