综放面采煤工作面末采停采期间综合综合防火技术研究.doc

综采放顶煤采煤工作面末采、停采期间综合防火技术研究总结报告兖州煤业股份有限公司东滩煤矿西安森兰科贸有限责任公司2008年10月20日目 录1 概况11.1 矿井概况11.2 1303综放面概况21.2.1 地质条件31.2.2 1303综放面装备情况41.2.3 1303综放面推进及停采线情况51.3 沿空1302综放面采空区概况51.4 存在难点62 自燃隐患识别技术62.1 监测监控技术72.1.1 回采阶段82.1.2 末采阶段82.1.3 停采阶段112.2 红外热像隐患排查技术292.3 自燃隐患区域识别及判定技术322.3.1综放面巷道危险区域判定理论322.3.2采空区“三带”划分的理论与分析363 综合防火技术393.1 防火技术方案413.1.1末采期间防火技术方案413.1.2停采期间防火技术方案423.1.3 停采线封闭防火技术方案433.2 通风系统管理453.3 钻孔施工技术473.4 注胶防火技术513.5 防治瓦斯技术563.6 防火技术管理564 应急防灭火技术574.1工作面煤层火灾防治应急预案574.1.1工作面CO气体超限应急预案574.1.2巷道自燃火灾应急预案574.1.3采空区自燃火灾应急预案574.1.4旧巷自燃形成的火灾应急方案584.1.5阻止有害气体涌入生产区域的应急技术措施594.1.6近距离火区应急治理预案594.1.7综放面临时停采的防火措施594.2 撤架处应急防火方案604.2.1局部通风状态下注胶防火方案604.2.2注水降温614.3通风管理614.3.1全负压通风614.3.2局部通风624.4防火监测624.4.1温度检测及束管气体分析624.4.2人工检测排查634.5自然发火应急预案634.6煤层火灾应急处理的组织与管理645 治理效果656 综合防火技术经验711 概况东滩矿位于济宁地区，跨邹城、兖州、曲阜三县，为兖州煤田向斜的轴部，东以峄山断层为界，南邻南屯煤矿，西接鲍店煤矿，北接兴隆庄煤矿，以滋阳断层为界。井田南北长12.4 km，东西宽约4.8 km，面积约为60 km2，主采二叠系山西组下部的3煤层，为第四系覆盖下的全隐蔽井田，井田内地势平坦，矿区内交通方便。矿井采用一对立井二个水平开拓，第一水平-660m，第二水平-746m,现开采第一水平，主采煤层为3层煤，在井田的东北部为单一煤层带，向西南逐渐分叉为3上煤和3下煤，平均厚度8.76m，呈近水平分布，结构简单，采用岩石集中巷布置，无煤柱分层（或放顶煤）冒落法综合机械化开采，矿井于1989年11月23日投产，投产10年来，原煤产量平均每年以60多万吨的幅度递增，2001年度生产原煤713.9万吨，2002年产煤800万吨。1994年采用综采放顶煤技术后，矿井效率不断提高，矿井总产、单产不断增加，工作面数量逐渐减少，由原来的3个综采队减为2个，生产工艺完成了由一个综放、两个分层到两个综放、一个分层再到一个综放、一个二分层的变化，实现了矿井“一大一小”二面生产格局，走出了一条依靠科技进步和科学管理、利用国产设备，实现高度集约化生产、建设“双高”矿井的路子，取得了明显的经济和社会效益。1.1 矿井概况矿井设计年量400万吨，服务年限79年。2003年生产原煤818万吨，2003年通风能力核定为798万吨/年。矿井通风系统为两翼对角抽出式，主要通风机为法国贝利风机厂生产的HDR-280-69风机，主电机型号为PA100G-90/70，功率为1300KW，叶轮直径2.8m。北、西风井各两台，一台工作，一台备用。矿井实际排风量为14918m3/min,矿井负压为1130Pa，等积孔为8.8m2,为通风容易矿井。矿井为低瓦斯矿井，2003年鉴定结果：瓦斯相对涌出量为0.527m3/t，绝对涌出量为8.496m3/min；二氧化碳相对涌出量为1.161m3/t，绝对涌出量为18.713m3/min。矿井煤层具有自然发火危险， 煤层自然发火期36个月,最短煤层自然发火期为18天。矿井煤尘有爆炸危险，煤层煤尘爆炸指数为37.4%。1.2 1303综放面概况1303综放工作面地面相对应位置在津浦铁路以东，后屯村（已搬迁）以南，大中疃村以西。东起开切眼（大中疃村保护煤柱），西至设计停采线（津浦铁路保护煤柱）；北邻1304综放工作面(未开采)；南邻1302综放工作面采空区。后屯村在本工作面中上部，工作面切眼沿大中疃村保护煤柱线布置，其他均为农田，工作面回采对地面设施无影响。工作面走向长2000.6m，倾斜宽239.5m。1303综放工作面位于东翼一采区下部，工作面倾斜长度为239.5m，共139个支架，自东向西推进。开采煤层为3层气煤，煤层倾角011，3煤分叉合并，结构复杂，煤厚7.799.89m，平均厚9.07m，煤层中丝炭含量较高，易自然发火。图1 1303综放面位置关系图图2 1303综放面停采线剖面图1.2.1 地质条件本工作面回采3煤及3上、3下、3下1煤层，黑色，油脂光泽，内生裂隙发育，参差状断口，条带状结构，以暗煤为主，夹镜煤薄层，丝炭含量较高，易自然发火。3煤分叉合并，结构复杂，距3上煤层底板之上2.02.5m ，有一层厚0.020.03m的粉砂岩夹矸，为回采标志层；3上与3下煤夹矸厚0.40.7m，岩性为粉砂岩。3下煤层局部分叉为3下1、3下2煤，3下1与3下2煤夹矸厚0.75.2m， 3下1煤层较稳定，厚1.502.50m；平均2.0 m ，3下2煤层不稳定，厚度变化大，局部沉缺，厚0.352.0m；3下煤分叉范围较小，在工作面中东部轨顺一侧。C8背斜轴附近，受构造影响，夹矸异常增厚，对工作面回采有一定影响。工作面煤层可采指数为1，变异系数为24%。煤层倾角011，平均56。据2006年瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险，爆炸指数为37.42%，煤层有自然发火倾向，发火期一般为36个月。图3 1303综放面地质综合柱状图1.2.2 1303综放面装备情况1303综放工作面的两顺槽相互平行，南侧的顺槽（沿空）作为轨道顺槽，与1302综放工作面轨道顺槽巷中至巷中的距离为7.5m；北侧的顺槽为运输顺槽，两顺槽都沿3煤底板布置。该面切眼沿大中疃村保护煤柱布置，设计停采线为津浦铁路保护煤柱线。运输顺槽：采用锚网带支护，梯形断面，上净宽3800mm，下净宽4858mm， 净高3200mm，净断面积13.85m2；巷道顶帮铺联金属菱形网，顶部按照800mm的间距锚固M型钢带，每排M型钢带打六根22mm2400mm的左旋无纵筋树脂锚杆，沿巷中每隔2.4m在M型钢带之间加打一根锚索；帮部按照800mm的排距锚固20mm1800mm的左旋无纵筋树脂锚杆，每帮每排均匀布置五根锚杆。顺槽掘成后进行了加固，在巷道顶部沿巷中左右各600mm布置两排走向梯型钢带加固，钢带采用锚杆与锚索插花锚固，锚杆与锚索间距均为1.6m。按照兖矿集团公司煤巷锚网支护技术规范的要求，在特殊区域采取复架工字钢棚的联合支护形式。轨道顺槽：部分巷道为矩形端面，宽4500mm，高3200mm，顶帮铺联金属菱形网，顶部按800mm的间距锚固梯型钢带，均匀布置七根22mm2400mm的左旋无纵筋树脂锚杆，锚杆间排距690800mm；帮部布置五根20mm2000mm全螺纹锚杆，间排距650800mm。顶部在巷中左右各0.7m位置打注两排锚索，锚索间距1.6m。顺槽采帮在顶板往下0.6m及1.5m位置各打注一根锚索，锚索排距1.6m。顺槽另一部分为梯形端面，上净宽3800mm，下净宽4858mm， 净高3200mm，净断面积13.85m2；巷道顶帮铺联金属菱形网，顶部按照800mm的间距锚固梯型钢带，每排梯型钢带打六根22mm2400mm的左旋无纵筋树脂锚杆，沿巷中每隔2.4m在梯型钢带之间加打一根锚索；帮部铺联金属菱形网，按照800mm的排距打注20mm1800mm的全螺纹锚杆，每帮每排均匀布置五根锚杆。顺槽掘成后，对顺槽局部进行了喷浆，不采帮打注注浆锚杆加固，注浆锚杆规格15mm2000mm，锚杆间排距1000mm2000mm，每排布置3根注浆锚杆。按照兖矿集团公司煤巷锚网支护技术规范的要求，在特殊区域采取复架工字钢棚的联合支护形式。开切眼：导峒在整个切眼的东部施工，矩形端面，宽4500mm，高3300mm，顶帮铺联金属菱形网，按照800mm的间距锚固梯型钢带，顶部均匀布置七根22mm2400mm的左旋无纵筋树脂锚杆；东帮布置四根，西帮布置2根20mm2000mm全螺纹锚杆。并在顶部巷中位置及距西肩窝0.25m位置按照1.6m排距打注两排锚索。切眼导峒拓宽后净宽达到8500mm，净断面积达到28.05m2。切眼拓宽部分采用锚网带支护，拓宽部分顶部锚杆及梯型钢带的间距为800mm，每排施工六根22mm2400mm的左旋无纵筋树脂锚杆，并在扩宽侧巷中位置按1.6m间距打注一排锚索；扩宽侧西帮每排布置四根20mm2000mm全螺纹锚杆，排距0.8m。切眼扩宽后，在切眼内距西帮2.3m、5.8m位置支设两排单体液压支柱支护。一采区轨道上山：半圆拱断面，净宽4000mm，净高3500mm，墙高1500mm，净断面积12.28m2，锚网喷支护。一采区皮带上山：梯形断面，上净宽3.8m，下净宽4.5m，净高3100mm，净断面积12.865m2，锚网带喷浆支护。一采区回风上山：梯形断面，上净宽3.8m，下净宽4.5m，净高3100mm，净断面积12.865m2，锚网带喷浆支护。联络巷：半圆拱断面，净宽3200mm，净高3100mm，墙高1500mm，净断面积8.8m2，锚网喷支护。1303面选用中部支架为ZFY8500-21/40YD型掩护式低位放顶煤支架上下两头选用ZTG10800-22/38D型支撑掩护式低位放顶煤排头支架，选用最大采高4.19m、截深800mm的SL750电牵引采煤机，前部刮板输送机型号为SGZ1000/1400、输送量为2000t/h、速度为1.33m/s，后部刮板输送机型号为SGZ1000/1400、输送量为2000t/h、速度为1.3m/s，选用型号SZZ-1200/700、输送量2600t/h的转载机。1.2.3 1303综放面推进及停采线情况1303综放工作面位于东翼一采区下部，工作面倾斜长度为239.5m，共139个支架，自东向西推进。至6月30日停采，停采线在距开切眼1997m处，位于F2断层以东约10m附近。 5月29日开始，1303运顺距开切眼1870m处向外进行沿空留巷，留巷长度约125m，6月7日打第一道密闭墙，随后在1910m处、1946m处、1980m处分别打了第二道、第三道和第四道密闭墙，其中第四道(最外道)密闭墙于7月2日施工，并全断面喷浆。7月3日在1303轨顺端头打一道板闭，并压注罗克休进行封堵。1.3 沿空1302综放面采空区概况1303轨顺南侧为1302采空区，与1302运顺间有3.5m宽的小煤柱，1303轨顺沿1302运顺掘进，先期掘进了约460m，后因临时停止掘进封闭巷道约10个月。于2006年4月启封，发现巷道变形严重，顶板下沉，南帮煤柱鼓帮，向北鼓出约0.30.5m，小煤柱受压破碎，形成较好的漏风条件，易出现煤层自燃隐患。1.4 存在难点（1）从巷道层位看，在1870m1910m范围内，运顺巷道布置在3下煤中，巷道顶部留有约0.4m的3下煤顶煤，之上为3上与3下煤之间的夹矸和3上煤；1910m1950m范围内，巷道破掉了3上与3下煤之间的夹矸，巷道高度达3.8m4.0m；工作面停采线以外有一落差17.0m的断层，巷道从1950m处起坡穿层。（2）1303轨顺沿空侧只有3.5m的煤柱，受压力的影响，巷道变形严重，顶板下沉、鼓帮，煤柱受压破碎，形成较好的漏风条件（停采线至轨顺210#收尺点段），易出现煤层自燃隐患。（3）1303运顺在距开切眼1870m到1995m停采线范围做沿空留巷试验，由于工作面1#支架不放煤，在沿空留巷南侧存在2m宽的浮煤带，且沿空留巷具体较好的漏风条件，沿空留巷段容易形成发火隐患。（4）1303工作面停采线处有11m宽的不放煤区，支架切顶线以东有5m左右的3上煤垮落到采空区内，即在支架后部形成约6m宽的松散媒体，同时支架后部有较好的漏风条件，具备自燃氧化条件，因此支架后部的松散煤体容易形成发火隐患。综上所述，给1303综放面的防灭火带来了巨大的难题。2 自燃隐患识别技术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。煤层自然发火预报技术是指在煤层开采后，根据煤自燃进程中的温升、气体释放等变化特征，判识自燃状态，对自然发火进行识别并预警的技术。该技术主要解决三个问题：煤层火灾隐患点或火源点的温度；煤层火灾隐患或火源点位置；发展到着火所需要的时间。煤层自然发火预报技术是矿井火灾预防与处理的基础，是矿井煤层火灾防治的关键，占有极其重要的地位。井下煤层火灾预报的愈早、愈准确，则扑灭火灾所需的人力、物力愈少，救援亦容易。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，提高措施的针对性和有效性，从而提高煤矿防火工程的经济效益，确保矿井免受自燃火灾的威胁具有十分重要的意义。隐蔽火源探测技术是迄今为止煤矿防灭火工作面临的最大难题，国内外采用测氡法、地质雷达法、物探磁法、电法、红外热成像法以及采空区中预埋感温装置等方法对隐蔽火源探测技术进行了探索。埋设感测元件的方法由于采空区中的冒落体均为热的不良导体，加之感测元件大都埋在靠近底板的部位，对于温度相当高的火源，距离稍远就感测不到火源的存在，这是该方法急需解决的难题。物探法和地质雷达法由于没有能够解决好穿越地质构造带等技术难题而未得到普及和推广。红外热成像法是较为理想的隐蔽火源探测方法，但必须解决好穿越煤体特别是裂隙带的问题，另外，此类仪器属精密仪器、价格昂贵，应使其国产化。在1303面的回采、末采及停采撤架期间，通过监测监控技术，相应区域布置一定数量的测点，采取系统自动循环检测及定点人工检测相结合的方式，对自燃隐患进行实时及定期监测。利用红外热像仪对1303面及轨顺的自燃隐患区域进行排查，采取了严密、适时、有效的防灭火技术措施，保障了1303面的正常回采及安全撤架。2.1 监测监控技术矿井安全监测监控系统是从煤矿生产系统的遥控、遥信和遥测技术中发展起来的。继五十年代采煤机械化的出现，引起煤炭工业第一次技术革命之后，从六十年代初期，国外就已经开始对环境参数的监测进行了研究。早期的监测系统一般是为井下某一生产环节或监测目的而设计的，系统的容量不大。七十年代由于小型和微型计算机的出现，加上新的数据传输和处理技术在煤矿监测系统中的应用，使得德国、美国、英国的监测系统已取得很大进展，近年来各国的监测系统已逐渐从单独的生产监测与安全监控转变为一个综合系统，英国、美国、日本、德国都在不同范围和程度上有所发展和应用。煤矿监测系统属于高科技产品，这是大规模集成电路技术、计算机技术、多媒体技术、通讯技术等高科技发展的产物。当前，这些高科技仍以惊人的速度向前发展，因此，煤矿监测技术及其产品在我国煤矿有了突飞猛进的发展，各种煤矿监测系统及其配套产品应运而生。随着电子技术、计算机软硬件技术的迅猛发展和企业自身发展的需要，国内各主要科研单位和生产厂家又相继推出了KJ90、KJ95、KJ101、KJF2000、KJ4/KJ2000和KJG2000等监控系统，以及MSNM、WEBGIS等煤矿安全综合化和数字化网络监测管理系统。矿井安全监测监控系统是增强矿山安全，提高生产率的有效工具。国有大型重点煤矿大多数矿井都装备监测系统，这对改善我国煤矿安全状况，改变煤矿落后面貌，提高矿井生产效率，提高煤矿生产现代化管理水平等方面都起到了重要作用。 根据东滩矿矿井设计及采区布置情况，安装了KJ31型束管监测系统，针对1303面，监测点的布置位置有两种：1）束管连续监测点；2）束管人工检测点。2.1.1 回采阶段1303面从2007年3月16日开始回采，整个回采阶段至2008年6月20日结束。1303综放面安全监控系统束管监测点布置如图4所示。图4 1303运顺末采期间束管位置示意图2.1.2 末采阶段6月20日至6月30日这段时间处于1303面末采阶段，此阶段主要预埋注浆管和束管监测点，为停采撤架期间的防灭火工作的有效实施做好充分的准备。1303运顺、轨顺末采期间束管安装位置如图5和图6所示。74图5 1303运顺末采期间束管位置示意图 图6 1303轨顺末采期间束管位置示意图2.1.3 停采阶段在6月30日停采后，在7月22日之前，1303面上没有布置束管探头，束管连续监测点是：1）22-23#柱间孔；2）28-29#柱间孔；3）53-54#柱间孔。而端头支架、6-7#架、12-13#架、34-35#柱间孔、38-39#柱间孔、43-44#柱间孔、48-49#柱间孔、58-59#柱间孔、63-64#柱间孔、68-69#柱间孔为束管人工检测点。7月22日后，束管连续监测点是：1）12-13#架间孔；2）22-23#柱间孔；3）53-54#柱间孔。而端头支架、6-7#架、28-29#柱间孔、34-35#柱间孔、38-39#柱间孔、43-44#柱间孔、48-49#柱间孔、58-59#柱间孔、63-64#柱间孔、68-69#柱间孔为束管人工检测点。 1303停采期间束管监测点布置如图7所示。图7 1303停采期间束管、探头布置图通过6至9月份的1303轨顺端头孔、1303沿空留巷（22-23#柱间孔）、1303轨顺隅角、1303沿空留巷（53-54#柱间孔）、1303停采面12-13#架间、1303沿空留巷（28-29#柱间孔）、1303沿空留巷（63-64#柱间孔）、1303运顺隅角、1303运顺回风、1303隅角、1303停采面36-37#架间孔、1303停采面132-133#架间孔、1303轨顺里闭内等束管连续监测数据，以及束管人工检测（工作面气体分布：早、中、晚）数据，得出了O2、CO、CO2、C2H6等变化趋势示意图，气体数据见附表1-13。1）1303轨顺端头孔图8 1303轨顺端头孔O2变化趋势图9 1303轨顺端头孔CO变化趋势图10 1303轨顺端头孔CO2变化趋势图11 1303轨顺端头孔C2H6变化趋势2）1303沿空留巷（22-23柱间孔） 6至8月份的气体变化趋势示意图。图12 1303沿空留巷（22-23柱间孔）O2变化趋势图13 1303沿空留巷（22-23柱间孔）CO变化趋势图14 1303沿空留巷（22-23柱间孔）CO2变化趋势图15 1303沿空留巷（22-23柱间孔）C2H6变化趋势3）1303隅角从6、7月份的束管监测数据，得出相应气体的变化趋势示意图。图16 1303隅角O2变化趋势图17 1303隅角CO变化趋势图18 1303隅角CO2变化趋势图19 1303隅角C2H6变化趋势4）1303运顺隅角 6月份气体变化情况示意图。图20 1303运顺隅角O2变化趋势图21 1303运顺隅角CO变化趋势图22 1303运顺隅角CO2变化趋势图23 1303运顺隅角C2H6变化趋势5）1303沿空留巷(28-29柱间孔）6至9月份的气体变化趋势示意图。图24 1303沿空留巷(28-29柱间孔）O2变化趋势图25 1303运沿空留巷(28-29柱间孔）CO变化趋势图26 1303运沿空留巷(28-29柱间孔）CO2变化趋势图27 1303运沿空留巷(28-29柱间孔）C2H6变化趋势6）1303轨顺隅角图28 1303轨顺隅角O2变化趋势图29 1303轨顺隅角CO变化趋势图30 1303轨顺隅角CO2变化趋势图31 1303轨顺隅角C2H4变化趋势7）1303停采面12-13#架间孔图32 1303停采面12-13#架间孔O2变化趋势图33 1303停采面12-13#架间孔CO变化趋势图34 1303停采面12-13#架间孔CO2变化趋势图35 1303停采面12-13#架间孔C2H6变化趋势8）1303沿空留巷（53-54#柱间孔）图36 1303沿空留巷（53-54#柱间孔）O2变化趋势图37 1303沿空留巷（53-54#柱间孔）CO变化趋势图38 1303沿空留巷（53-54#柱间孔）CO2变化趋势图39 1303沿空留巷（53-54#柱间孔）C2H6变化趋势9）1303沿空留巷（63-64#柱间孔）图40 1303沿空留巷（63-64#柱间孔）O2变化趋势图41 1303沿空留巷（63-64#柱间孔）CO变化趋势图42 1303沿空留巷（63-64#柱间孔）CO2变化趋势图43 1303沿空留巷（63-64#柱间孔）C2H6变化趋势 10）1303运顺回风图44 1303运顺回风O2变化趋势图45 1303运顺回风CO变化趋势图46 1303运顺回风CO2变化趋势 11）1303停采面36-37#架间孔图47 1303停采面36-37#架间孔O2变化趋势图48 1303停采面36-37#架间孔CO变化趋势图49 1303停采面36-37#架间孔CO2变化趋势图50 1303停采面36-37#架间孔C2H6变化趋势 12）1303停采面132-133#架间孔图51 1303停采面132-133#架间孔O2变化趋势图52 1303停采面132-133#架间孔CO变化趋势图53 1303停采面132-133#架间孔CO2变化趋势 13）1303轨顺里闭内图54 1303轨顺里闭内O2变化趋势图55 1303轨顺里闭内CO变化趋势图56 1303轨顺里闭内CO2变化趋势图57 1303轨顺里闭内C2H6变化趋势图58 1303轨顺里闭内C2H4变化趋势2.2 红外热像隐患排查技术 红外热像技术利用红外辐射原理，通过测取目标物体表面的红外辐射能，将被测物体表面的温度分布转换为形象直观的热图像(灰度图或彩色图)。红外热像技术是目前最为活跃的研究热点之一。它具有以下特点：(1)响应速度快。传统的测温技术(如热电偶)的响应时间一般为秒级，而热像仪测温的响应时间多为毫秒甚至微秒级，因此热像仪可以测取快速变化的温度(场)；(2)测量范围宽。玻璃温度计的测温范围为-200600，热电偶的测温范围为-2732750，而辐射测温的理论下限是绝对零度(即-273.16)以上，没有理论上限。目前实际的辐射测温上限可达50006000；(3)非接触测量。由于测取的是物体表面的红外辐射能，不用接触被测物体，也不会干扰被测的温度场，故红外热像技术非常适合于测量运动的物体、危险的物体(如高压线缆)和不易接近的物体；(4)测量结果直观形象。红外热像仪以彩色或黑白图像的方式输出被测目标表面的温度场，不仅比单点测温提供更为完整、丰富的信息，且非常直观形象。因此，它不仅在军事领域得到了充分的重视，成为现代军事对抗的制胜关键技术之一，而且在民用领域，也获得了越来越广泛的关注，已在材料缺陷的检测与评价、建筑节能评价、设备状态热诊断、生产过程监控、自动测试、减灾防灾（如煤田地质调查、地质构造判断、地震预报、地下水探测、岩突、岩爆）等诸多方面获得了应用，并显示出越来越强大的生命力。5月30日对1303轨顺、采空区（回采阶段）进行红外热像区域温度探测，得出1302采空区相邻侧温度2225，采空区回风隅角26.2（如图59所示），属于正常温度范围。图59 1303采空区回风隅角温度红外热像图7月27日对1303轨顺沿空侧及停采面进行区域温度探测，结果表明轨顺沿空侧区域温度28左右，处于正常范围。但在停采面67#架间71孔、78#架前及架中区域温度偏高，分别为35.5、34和33；1011#架前、1112#架前、1213#架前、1314#架前、1415#架前区域温度偏高，分别为33、35.5、39.6、33和33.6；3536#架前、3637#架前锚杆、3738#架前区域温度偏高，分别为36.4、37.5和36。其余地方普遍为3132，处于正常范围。在支架后部，注胶处理过的松散煤体温度较低，为28左右，而没有处理过相对比较干燥的松散煤体温度偏高，为3132.5。探测结果见表1。图60 1303停采面6-7#架间71孔图61 1303停采面7-8#架中图62 1303停采面12-13#架前图63 1303停采面36-37#架前锚杆表1 1303停采面区域温度红外探测结果地点巷道温度（）探测温度（）备注1303轨顺下端头282934#架30.267#架前3167#架中3167#架间35.571孔78#架前3478#架中3389#架中31910#架中30.51011#架前331112#架前35.590孔1213#架前39.6CO为109ppm1314#架前331415#架前33.61516#架前33.61617#架34.747钻孔2223#架前31.12324#架前31.32526#架前32.42627#架34.2锚杆2829#架前35空洞2930#架前313233#架前323334架前孔323536#架前36.43637#架前锚杆37.5CO为136ppm3738#架前363839#架前323940#架前314041#架前30.14142#架前314243#架前30.54344#架前30.24445#架前33.84546#架前314647#架前31.24748#架前30.54849#架前31.54950#架前31.25051#架前30.95152#架前31.25253#架前31.35354#架前30.55455#架前31.25556#架前305657#架前31.15758#架前30.85859#架前315960#架前316061#架前31.56162#架前306263#架前306364#架前28.96465#架前306667#架前306768#架前306970#架前319394#架前3194#架之后的架子间区域温度正常1011#架后3242孔1213#架后32.5煤体是干的1314#架后31.5煤体是干的2.3 自燃隐患区域识别及判定技术2.3.1综放面巷道危险区域判定理论2.3.1.1综放面巷道自燃极限参数巷道煤层自燃与松散煤体厚度、对流散热强度、煤体当量粒径、氧的渗透量有关。从单个参数考虑，要引起煤自燃都有一个极限条件，超出该极限范围煤体不可能引起自燃。巷道顶煤和煤柱由于漏风供氧条件和散热条件不同，极限参数的计算方法也不同。1)顶煤自燃所需的最小浮煤厚度由于巷道顶煤与顶板离层，中间有一空气层，故可近似认为顶都为绝热层，顶煤产生的热量仅能通过表层巷道风流对流换热带走，巷道顶煤内部温度近似认为均匀，则顶煤热量积聚的条件为： （1） 式中，分别表示顶煤和巷道风流的平均温度，；为风流与煤壁接触面积，cm2；h为松散顶煤厚度，cm；为巷道表面对流换热系数；q0为煤体放热强度。 （2）工作面正常生产时： ；巷道掘进时： ； 即当顶煤厚度时才有可能引起自燃。由式(2)计算出的煤体温度和供风量时的最小浮煤厚度见表2。表2 松散顶煤不同供风量与不同温度时的极限浮煤厚度(m)温度()q0(T)105J/(s.cm3)00.010.10.20.30.40.50.60.71.030.002.610.380.400.701.121.582.062.543.033.525.0035.005.010.380.410.721.161.642.142.653.153.675.2140.007.850.380.400.701.121.582.052.533.023.514.9945.008.510.420.450.821.351.922.513.113.714.316.1350.009.010.450.490.941.572.252.953.664.375.087.2355.008.240.520.571.172.022.933.854.785.726.659.4860.0011.780.470.510.991.672.403.153.914.675.447.7465.009.880.550.601.282.233.244.275.316.357.3910.5370.0014.750.470.521.011.712.473.244.014.805.587.9575.0016.170.480.521.021.742.503.284.074.865.668.0580.0019.770.450.490.941.572.262.963.674.385.097.2585.0023.110.440.470.891.482.112.763.424.094.766.7790.0025.120.440.470.891.472.102.763.414.084.746.7495.0028.050.430.460.861.422.032.663.293.934.576.50100.0032.020.420.450.821.341.912.503.093.694.296.11注：表中第一行漏风强度的单位为cm3/(cm2.s)。2)巷道顶煤引起自燃的最小氧浓度巷道顶煤实际放热强度与氧浓度成正比 ：当放热量大于散热量时，顶煤有可能引起自燃，即：式中， S为煤体导热面积，m2；h为顶煤厚度，m。即： （3）其中，显然是顶煤内的一个平均氧浓度，即式中，为顶煤在高度为h处的氧浓度；为新鲜空气中的氧气浓度。则（3）式又可化为： （4）由式（4）可知，下限氧浓度既与煤的氧化放热性有关，也与煤的堆积厚度、煤体周围散热条件以及煤（岩）体温度有关。在现场实际条件下，煤的堆积厚度、煤体周围散热条件以及煤（岩）体温度基本呈定值，故下限氧浓度一般为可知的极限参数。若下限氧浓度计算值大于21%，则松散煤体不会自燃。通常煤体厚度增加，下限氧浓度值将迅速降低。根据式（4），当巷道供风量一定时，可得出不同浮煤厚度和煤体温度时的下限氧浓度值如表3。表3 松散顶煤不同供风量与不同温度时的下限氧浓度(%)温度()q0(T)105J/(s.cm3)0.6m0.7m0.8m0.9m1.0m2.0m3.0m4.0m5.0m6.0m30.002.6110.287.806.175.024.191.360.740.490.360.2935.005.0110.718.136.425.234.371.410.770.510.380.3040.007.8510.257.786.155.014.181.350.740.490.360.2945.008.5112.619.577.566.165.141.660.910.600.450.3550.009.0114.8911.308.937.286.071.961.070.710.530.4255.008.2419.5314.8311.729.557.972.581.410.940.690.5560.0011.7815.9412.109.567.796.502.101.150.760.570.4565.009.8821.7216.4913.0310.628.862.871.561.040.770.6170.0014.7516.3712.429.828.006.682.161.180.780.580.4675.0016.1716.5912.599.958.116.772.191.190.800.590.4680.0019.7714.9211.338.957.306.091.971.070.720.530.4285.0023.1113.9310.578.366.815.681.841.000.670.490.3990.0025.1213.8810.548.336.795.661.831.000.670.490.3995.0028.0513.3910.168.036.545.461.770.960.640.480.37100.0032.0212.579.547.546.145.131.660.900.600.450.353)松散顶煤的上限漏风强度松散煤体内漏风强度的大小，影响着煤体散热。对特定松散煤体，当漏风强度足够大时，煤氧复合产生的热量全部通过热传导和风流焓变所带走，该漏风强度值即为上限漏风强度。上限漏风强度既与煤的放热强度相关，也与煤体和风流的温差相关。若考虑传导散热的存在，则与浮煤厚度也有关系。现场实际条件下，浮煤厚度、煤的氧化放热强度、煤（岩）体温度、风流温度均为定值，故上限漏风强度为可知的极限参数。由于松散煤体内渗漏风流很小，可近似认为风流温度等于岩体温度，设煤体升温速度等于零，由煤体升温必要条件式（3.15），可推得上限漏风强度的近似计算式为 （5）根据式（5）可计算出引起自燃的上限漏风强度值见表4。表4 不同松散煤体厚度和不同温度时的上限漏风强度（10-2cm3.cm-2.s-1）温度()q0(T)105J/(s.cm3)0.5m0.6m0.7m0.8m0.9m1.0m2.0m3.0m4.0m5.0m6.0m30.002.614.397.3410.0312.5514.9517.2838.8159.4079.75100.0120.235.005.013.986.869.4611.9014.2216.4737.1956.9776.5195.96115.440.007.854.417.3710.0612.5915.0017.3338.9259.5579.96100.3120.545.008.512.535.117.439.5711.6113.5631.3848.2464.8881.4297.9150.009.011.273.615.677.579.3511.0526.3640.7254.8468.8782.8655.008.24-0.381.623.364.926.377.7519.7530.8141.6352.3563.0360.0011.780.813.055.036.838.5210.1324.5237.9651.1764.2877.3565.009.88-0.910.982.614.075.426.6817.6227.6137.3647.0256.6470.0014.750.642.854.796.568.229.7923.8436.9549.8162.5975.3175.0016.170.562.754.676.428.069.6323.5136.4449.1461.7474.3080.0019.771.253.585.647.549.3211.0226.2840.6154.7068.6982.6485.0023.111.754.186.348.3310.2112.0128.2743.5858.6673.6488.5890.0025.121.774.216.378.3710.2512.0628.3743.7358.8673.8988.8895.0028.052.054.546.768.8110.7512.6129.4645.3861.0676.6492.18100.0032.022.555.147.469.6211.6613.6231.4948.4165.1081.6998.242.3.1.2巷道自燃危险区域等级划分1)巷道煤层自燃危险区域判定条件巷道煤层自燃的必要条件是： （6）式（6）中对于给定巷道，煤体破碎情况、空隙率都是定数，则氧浓度C反应出煤壁或顶煤的漏风强度，当量粒径反应出煤壁或顶煤的破碎程度。也就是说，巷道煤层自燃的必要条件是煤体足够破碎，漏风供氧条件良好，松散煤体堆积厚度足够，三个条件同时具备的地方才可能产生煤体自燃。1)不自燃区域根据公式（6）得知，不自燃区域显然满足下式： （7）2)可能自燃的浮煤厚度根据现场测定，顶煤内平均氧浓度在1620%，沿空侧平均氧浓度在820%。传导散热量与松散煤体厚度有关，厚度越大，传导散热量越小。通常浮煤厚度大于hmin时，沿空侧浮煤顶底板传导散热量占放热量的4080%，顶煤传导散热量占2060%。漏风流