矿井火灾(完整版讲义)

PAGE92-矿井火灾讲义

目录第一章矿井火灾概述 -1-第一节概述 -1-第二节火灾发生的三要素 -1-第三节矿井火灾分类及其特征 -1-第二章煤的自燃 -3-第一节煤的自燃学说 -3-第二节煤的自燃发展过程 -5-第三节煤的自燃倾向性鉴定方法及分类 -6-第四节煤层自燃危险程度及自燃发火期 -8-第三章矿井内因火灾的预防 -9-第一节概述 -9-第二节防止煤炭自燃的开采技术措施 -10-第三节预防性灌浆 -15-第四节阻化剂防火 -21-第五节防治火灾的均压技术 -24-第四章矿井外因火灾的预防 -34-第五章矿井火灾的早期发现 -36-第一节早期预报外因火灾 -36-第二节早期预报内因火灾 -37-第六章火灾时期风流的紊乱及其防治 -41-第一节火灾时期常见的风流紊乱形式 -41-第二节火风压的生成与计算 -43-第三节风流紊乱的原因及其防治 -53-第四节主干风路火灾的控制 -61-第五节矿井火灾时期风流紊乱实例 -66-第七章矿井灭火 错误！未定义书签。第一节直接灭火法 -72-第二节封闭火区与联合灭火法 -75-第三节火区管理与启封 -80-第八章火灾时期主扇管理 -83-第一节井下火灾对主扇的影响 -83-第二节火灾时期主扇的调节 -90-第三节矿井火灾时期的主扇运转状态的观测 -97-矿井火灾第一章矿井火灾概述第一节概述矿井火灾是指发生在矿井地面或井下、威胁矿井安全生产、形成灾害的一切非控制性燃烧。矿井火灾是煤矿主要灾害之一，每一场火灾的发生，轻者影响生产，重者可能烧毁煤炭资源和矿井设备，更为严重者则可能引燃瓦斯煤尘爆炸或火烟毒化矿井，酿成人员伤亡的重大恶性事故。据统计，扑灭一场中等火灾也要付出数以万计的直接灭火费用。重大恶性火灾事故造成政治、经济以及资源上的损失往往是难以估量的，对矿工情感上的伤害也非短期可以消除。尽管当前矿井防灭火技术有了很大发展，但是仍然难以杜绝矿井火灾的发生，因此，必须作好矿井的防火灭火工作，以保证生产的安全进行。第二节火灾发生的三要素每一场火灾的发生都必须同时具备以下三个方面的条件。也就是人们通常所说的发火三要素：1．可燃物的存在在煤矿里，煤炭本身就是一个大而且普通存在的可燃物。另外，在生产过程中产生的煤尘、涌出的瓦斯以及所用的坑木、机电设备、油料、炸药等都具有可燃性。它们的存在是发生火灾的基本因素。2．热源热源是触发火灾的必要因素，只有具备足够热量和温度的热源才能引燃可燃物。3．空气的供给燃烧就是剧烈的氧化反应。任何可燃物尽管有热源点燃，如果缺乏足够的氧气，燃烧是难以持续的，所以空气的供给是维持燃烧形成火灾必不可少的条件。实验证明，在氧浓度为3％的空气环境里，任何可燃物的燃烧都不能维持，在氧浓度为12％的空气中瓦斯失去爆炸性，浓度在14％以下，蜡烛也要熄灭。所以；这里所说的空气是指正常含氧量的空气，而不是贫氧的空气。以上三要素必须同时具备，相互作用才能形成一场火灾。因此，如果将火灾的发生比作一个整体的火的环练，则三要素就是组成环练的三个分环，如图一所示，缺少任何一个分环，将不成其为火的环练，发火的三个要素是我们矿井防灭火理论与措施的基础，也就是说矿井火灾的防治要着眼于这三个要素。第三节矿井火灾分类及其特征为了正确地分析火灾发生的原因、发生的规律和有针对性地制订防灭火的对策井火灾予以分类是必要的。根据火灾发生的地点不同可以分为：地面火灾发生在矿井工业广场范围内地面上的火灾称之为地面火灾。地面火灾可以发生在行政办公楼、福利楼、井口楼、选煤楼以及坑木场、贮煤场、矸石山等地点。地面火灾外部征兆明显，易于发现，空气供给充分。燃烧完全，有毒气体发生量较少，地面空间宽阔，烟雾易于扩散，与火灾斗争回旋余地大。图1火灾发生的三个要素2．井下火灾发生在井下的火灾以及发生在井口附近而威胁到井下安全，影响生产的火灾统称为井下火灾。井下火灾可以发生在井口楼、井筒、井底车场、机电硐室、火药库、进回风大巷、采区变电硐室、掘进和回采工作面以及采空区、煤柱等地点。井下火灾处于百里煤海，巷道纵横相连，即使发生也很难及时发现；井下空气供给有限，难以完全燃烧，有毒有害烟雾大量发生，随风流到处扩散，毒化矿井空气、威胁工人的生命安全；在瓦斯和煤尘爆炸危险矿井，还可能引起爆炸，酿成巨大恶性事故。由于井下火灾引起的重大事故，中外采矿史多有记载。1956年，比利时包斯·德·卡赛尔(Bois-de-Cazier)煤矿，进风井筒火灾造成262人牺牲，矿井关闭。1961年，捷克杜克拉(Dukla)煤矿，井下皮带着火，108人牺牲。1965年，日本雅马罗煤炭公司矿井，瓦斯喷出多次连续爆炸引火，牺牲236人。国内河南郑州局王庄煤矿；辽宁抚顺局老虎台煤矿，吉林舒兰局东付矿在76、78、79年先后发生重大井下火灾事故，造成严重损失。近年来安徽淮北局芦岭、山东枣庄局山家林、山西潞安局王庄、河北峰峰局薛付等矿井也发生过重大火灾事故。因此，对于井下火灾的防治必须给予格外的重视。井下火灾按其发火地点相对矿井通风的影响又可分为三类：上行风流火灾，下行风流火灾和进风流火灾。1．上行风流火灾上行风流是指沿倾斜或垂直井巷、回采工作面自下而上流动的风流；即风流从标高低点向高点流动。发生在这种风流中的火灾，称为上行风流火灾。当上行风流中发生火灾时；因热力作用而产生的火风压，其作用方向与风流方向一致，亦即与矿井主扇风压作用方向一致。在这种情况下，它对矿井通风的影响的主要特征是，主干风路(从进风井流经火源，到回风井)的风流方向一般将是稳定的，即具有与原风流相同的方向，烟流将随之排出，而所有其它与主干风路并联或者在主干风路火源后方汇入的旁侧支路风流，其方向将是不稳定的，甚至可能发生逆转，形成风流紊乱事故。因此，所采取的防火措施应力求避兔发生旁则支路风流逆转。2．下行风流火灾下行风流是指沿着倾斜或垂直井巷、回来工作面(如进风井、进风下山以及下行通风的工作面)自上而下流动的风流，即风流由标高的高点向低点流动。发生在这种风流中的火灾，称为下行风流火灾。在下行风流中发生火灾时，火风压的作用方向与矿井主扇风压的作用方向相反。因此，防火势的发展，主干风路中的风流，很难保持其正常的原有流向。当火风压增大到一定程度，主干风路的风流将会发生反向，烟流随之逆退，从而酿成又一种形式的风流紊乱事故。在下行风流内发生火灾时，通风系统的风流出于火风压作用所发生的再分配和流动状态的变化，要比上行风流火灾时复杂得多，因此，需要采用特殊的救灾灭火技术措施。3、进风流火灾发生在进风井、进风大巷或采区进风风路内的火灾，称为进风流火灾。之所以要区别出这种类别的火灾，主要是由于其发展的特征、对并下职工的危害以及可能采取的灭火技术措施，在更大程度上又有别于上、下行风流火灾。发生在进风风流内的煤的自燃火灾，一般不易早期发现，发生后又因供氧充分，发展迅猛，不易控制。而井下采掘人员又大都处于下风流中，极易遭受高温火烟的危害，造成中毒伤亡事故。在很多情况下，即使是矿井有所淮备，如给工人配备自救器等，在这种火灾中还是不时发生大量的人员伤亡事故。如比得时的包斯德卡赛矿所发生的火灾，就是一个很明显的例子。对于这种火灾，除了根据发火风路的结构特性——上行还是下行，使用相应的控制技术措施外，更应根据风流是进风流的特点，使用适应这种火灾防治的技术措施，如全矿、区域性或局部反风等。在煤矿里，通常根据引火的热源不同还将矿井火灾分成以下两类：外因火灾或称外源火灾。由瓦斯、煤尘爆炸、放炮作业、机械摩擦、电气设备运转不良、电源短路以及其它明火、吸烟、烧焊等引起的火灾。内因火灾或称煤的自燃火灾。指煤炭在一定的条件下，如破裂的煤柱、煤壁集中堆积的浮煤，又有一定的风量供给，自身发生物理化学变化、吸氧、氧化、发热、热量聚集导致着火而形成的火灾。外因和内因火灾的特点外因火灾的特点：突然发生、来势迅猛；内因火灾的特点：常伴有一个蕴育的过程，根据预兆能早期发现。第二章煤的自燃第一节煤的自燃学说一、引题从十七世纪就开始对煤的自燃问题进行探索，但是迄今为止未能达到圆满的解答。各种假说里，煤的氧化理论已得到了科学的证实，但还有两点还存在着争论：1）煤的自燃前期过程是怎样开始的？2）它的温度是怎样提高到发生化学氧化反应必不可少的温度——60℃在长期的争论中，人们提出了一系列的论点或称学说来阐述煤的自燃，其中主要的有：黄铁矿作用学说、细菌作用学说、酚基作用学说以及煤氧复合作用学说等。1、黄铁矿作用学说该学说最早由英国人于十七世纪提出，十九世纪下半叶曾广为流传，是试图回答煤为什么会自燃的第一个学说。它认为煤的自燃是由于煤层中的黄铁矿（）与空气中的水份和氧相互作用、发生热反应而引起的，其反应的化学式如下：另外，硫酸亚铁（）在井下潮湿的环境中可能被氧化变为硫酸铁（）：其中硫酸铁（）在潮湿的环境中作为氧化剂又和黄铁矿发生反应：以上的化学反应都是放热反应（Q1、Q2、Q3代表一定的热量）。再者，黄铁矿在井下潮湿的环境里被氧化产生、、、等气体时，也都是放热反应。因此在散热环境不良时，必然导致煤的自热与自燃。五十年代波兰学者奥尔萍斯基对波兰烟煤的考查表明：只有当煤中硫铁矿含量较高时，才具有自燃倾向性。但是他认为这类煤的自燃倾向性增高的原因是由于煤化程度较低而引起的。因为在波兰自然发火较多的煤均是煤化程度较低而硫化铁含量较高的煤。摩卡认为属于斜方晶系的硫化铁变态——白铁矿在煤的自燃过程中起着主要的作用。英国人温米尔通过实验证实，在不自燃的煤中加入30％的黄铁矿即可变为具有自燃倾向性的煤。不可忽视的事实是黄铁矿氧化时放出的热量比煤氧化放出的热量高两倍。黄铁矿的另一个促使煤体氧化的物理作用是当其氧化时体积增大，对煤体具有胀裂作用，能够使煤体裂隙扩大和增多，与空气的接触面积增加，导致氧气渗入，促使煤的氧化。黄铁矿作用学说的反对者举出了在许多矿区不含硫的煤也发生自燃的反例。2、细菌作用学说该学说是由英国人帕特尔于1927年提出。认为在细菌的作用下，煤在发酵过程中放出一定热量对煤的自燃起了决定性作用。后来有的学者认为煤的自燃是细菌与黄铁矿共同作用的结果。1951年波兰学者杜博依斯等人在考查泥煤的自热与自燃时指出：当微生物极度增长时，一般都伴有一个生化放热过程。在30℃以下是亲氧的真菌和放线菌起主导作用。使泥煤的自热提高到60～70℃是由于放线菌作用的结果。在60～65℃时，新氧真菌死亡，嗜热细菌开始发展，在72英国人温米尔与格瑞哈姆曾做过如下实验，将具有自燃倾向性的煤置放在温度为100℃的真空箱中，经201947年苏联学者斯阔琴斯基提出：如果在煤的自热过程中细菌起了什么作用，但决不是导致自燃的主要原因。1956年苏联学者札娃尔齐通过实验后指出：在煤的自燃现象中，细菌不起任何作用。他认为煤的自燃是化学基链反应过程，而不是细菌作用。3、酚基作用学说1940年苏联学者特龙诺夫提出：煤的自热是由于煤体内不饱和的酚基化合物强烈地吸附空气中的氧，同时放出一定量的热量造成的。这个学说提出的基点是建立在对各种煤体听有机化合物进行实验后，发现酚基类是最易氧化的。不仅在纯氧中可以氧化，而且与其它氧化剂接触时也可以发生作用。所以他认为正是空气中的氧与煤体内的酚基化类合物作用而导致自燃。4、煤氧复合作用学说绝大多数研究煤炭自燃理论的学者都赞同这一学说。1870年瑞克特经过实验得出：一昼夜里每g煤的吸氧量为0.1～0.5ml，而褐煤为0.12ml。1945年姜内斯提出：在空气中，在常温下烟煤的吸氧量可达0.4ml/g。这是1941年美国学者约荷对美国伊利诺斯煤田的煤样试验结果相近。六十年代抚顺煤研所曾以煤的吸氧量作为区别煤的自燃倾向性大小的指标。通过大量煤样分析，确定了100g煤样在30℃的条件下经96h吸氧量小于200ml时属于不自燃的，超过300ml1951年苏联学者维索沃夫斯基等人提出：煤的自燃正是氧化过程自身加速的最后阶段，并非任何一种煤的氧化都能导致自燃。这种氧化反应的特点是分子的基链反应，也就是每一个参加反应的团粒或者说在链上的原子团首先产生一个或多个新的活化团粒，然后，又引起相邻团粒活化并参加反应。这个过程在低温条件下，从开始要持续地进行一段时间，这就是人们称之为的“煤的自燃潜伏期”。煤的低温氧化特点是只在其表面进行，化学组分无任何变化。他们通过实验还发现，烟煤低温氧化的结果使着火点降低，以致活化易于点燃。低温氧化过程的持续发展使得反应过程的自身加速作用增大，最后如果生成的热量不能及时放散，从而就会引起自热阶段的开始。第二节煤的自燃发展过程煤的自燃发展，一般要经过三个时期，如图2-1所示：准备期，又称潜伏期；自热期；最后进入燃烧期。1、潜伏期具有自燃倾向性的煤炭与空气接触后，吸附氧形成不稳定的氧化物或称含氧的游离基：羟基（OH），羧基（COOH）等，开始既检测不到煤体温度的变化，也觉察不到周围环境温度的上升。煤的氧化过程平稳而缓慢，煤的重量略有增加，着火温度降低，化学活泼性增强。这个阶段通常称之为煤的自燃准备期。准备期的长短取决于煤的煤化程度和外部条件，如褐煤几乎没有准备期。2、自热期经过准备期之后，煤的氧化速度增加，不稳定的氧化物分解成水、二氧化碳和一氧化碳。氧化产生的热量使煤温继续升高。当超过自热的临界值（60～80℃）时，煤温上升急剧加速，氧化进程加快，开始出现煤的干馏，生成芳香族的碳氢化合物（CmHn）、氢(H2)及一氧化碳(CO)3、燃烧期自热期的发展有可能使煤温上升到着火温度(Tb)而导致自燃。煤的着火温度因煤种不同而异，无烟煤为400℃；烟煤为320～380℃；褐煤210～350℃。如煤温不能上升到临界温度(T0=60～80℃)或上升到这一温度后由于外界条件的变化又降低了下来，则可能进入风化状态，如图2-1进入燃烧阶段就会出现一般的着火现象：明火、烟雾、一氧化碳、二氧化碳以及各种可燃气体，煤温在火源中心可高达1000～1200℃。煤的氧化过程可以人为地加速或减弱，向煤内掺入碱类化学物质可以使之加速，掺入氯化物可以使之减弱或阻止煤的氧化进程。 第三节煤的自燃倾向性鉴定方法及分类1、影响煤的自燃倾向性的因素（1）煤化程度各种煤化程度的煤都有发生可燃的可能性，但是煤化程度最低的褐煤最易自然发火。在烟煤里以煤化程度最低的长焰煤和气煤最易自燃，贫煤则难以自燃；在煤化程度高的无烟煤矿井，自燃火灾较为少见。所以可以认为：煤化程度愈高的煤，自燃倾向性愈小。但在生产实践中人们发现，煤化程度相同的煤，有的具有自燃特性，有的就难以自燃．因此，煤化程度不是判定自燃倾向性大小的唯一标志。(2)煤的水份煤的含湿量是影响其氧化进程的重要因素。在煤的自热期间，由于水份生成与蒸发要消耗相当的热量。煤体外在水份没有全部蒸发之前煤温也很难上升到100℃以上。这就是水份大的煤炭难以自燃的原因。但是水份能够将充填于煤体微孔中的氮（N2）与二氧化碳（CO2(3)煤岩成份组成煤炭的四种煤岩成份中，暗煤硬度大，难以自燃。镜煤和亮煤脆性大，易破裂，而且在其次生的裂隙中常常充填有黄铁矿，开采中易碎裂，具有较高的自燃性。丝煤结构松散，着火温度低（190～270℃）。正是由于它的微孔松散结构，所以吸氧性能较强。人们的结论是：在常温条件下，丝煤是自热的中心，在煤的自燃中起头引火物的作用，而镜煤与亮煤灰份低，，脆性大最有利于煤炭自燃的发展。(4)煤的含硫量我国许多高硫矿区如贵州的六枝、四川的芙蓉和中梁山、江西萍乡、英岗岭、湖南的扬梅山、宁夏的石炭井等均属自然发火比较来得的矿井。硫在煤中有三各存在形式：硫化铁即黄铁矿，有机硫、硫酸盐。对煤的自燃起主导作用的是硫化铁，它的比热小，与煤吸附相同的氧量而温度的增值比煤大三倍。黄铁矿的分解产物氧化铁比煤的吸氧性强，而且能将吸附的氧转让给煤粒使之发生自燃。(5)煤的孔隙度与脆性孔隙度愈大的煤，愈容易氧化而自燃。孔隙度愈大的谋，易于受外力作用而破碎，并产生大量的粉煤。因此，变质程度相同的煤，脆性愈大，愈易自燃。这是因为破碎煤炭不仅接触氧表面积增大，而且着火温度明显降低。据试验当煤粒直径为1.5~2mm时，着火温度在330~360℃，粒度直径在1mm以下时，着火温度可降低到190～220℃。影响煤的自燃倾向性的因素还有许多，如煤层的瓦斯含量，煤油共生煤层的含油量，导热性等，尚待进一步研先。2、煤的自燃倾向性鉴定鉴定煤的自燃倾向性对于掌握自燃火灾的发生规律，有性地采取防火措施具有重要意义。因此我国的煤矿安全规程要求对所有煤层应进行自燃倾向性鉴定。目前国内外测定煤的自燃倾向性的方法很多，常用的有：吸氧量测定法、着火温度降低值法、氧化速度测定法（又称双氧水法）、差热分析法、重量测定法等，我国曾试用过前三种方法。目前规定采用的煤炭自燃倾向性常用方法是着火温度降低值测定法。1）着火温度降低值法处于自燃潜伏期的煤，在常温条件下，吸氧后的着火温度有不同程度的降低。在同一条件下，自燃倾向性大的煤，易于氧化，着火温度值降低的幅度较大。自燃倾向性小的煤，着火温度值降低较小。因此可用氧化前后着火温度差作为表示煤的自燃倾向性的指标。这种方法需测三种煤样（原煤样、还的煤样和氧化煤样）的着火温度，即Tor、Tr和To，三种煤样（粒度在0.15mm以下）的配制方法如下：原煤样：煤样：亚硝酸钠（NaNO2）＝1：0.75还原煤样：煤样：亚硝酸钠：联苯胺（NH2COH4NH2）＝1：0.75：0.025氧化煤样：取1mg煤样与浓度为30％的双氧水（H2O2）0.5ml混合密封，旋转于暗处氧化24h，然后再暴露于空气中2h，使双氧水蒸发，最后置放于温度为50℃的真空干燥箱内，经干燥后的煤样与亚硝酸钠（NaNO2将配制好的三种煤样各取2份，每份为0.175mg，分别装入6支试管中（直径8mm，长100mm），用如图2-2所示的测量装置进行测定。加热器直径55mm，高100mm，由铜制窗口和加热炉构成。加热时通过调节变阻器使温度以5℃/min的速度上升。当试样发生爆炸反应时，记录其反应温度。计算还原煤样与氧化煤样的着火温度差值，作为煤炭自燃倾向性的鉴定指标，按此指标分类的情况如表2-1。用上述测定数据根据下式确定煤的氧化程度（C）：………………(2-1)取样地点煤炭C值越大，则表明自燃越接近发生。国内有的矿区曾根据C值预报自燃火灾的发生。并根据此圈定的火源点的位置。(2)其它自燃倾向性鉴定方法*吸氧量测定法：煤在一定温度时的吸氧量值越大，表明越易被氧化，因此越易自燃。所以可以用定温下吸氧量的大小来衡量煤的自燃倾向性。*氧化速度测定法（又称双氧水法）：此法以煤样经双氧水处理时的温升速度和产生的热量作为自燃倾向性指标。*重量测定法：根据煤在氧化前后的重量增值来确定煤的自然倾向性。*差热分析法：根据不同倾向性的煤在相同条件下逐渐加温所吸收的热量和升温的不同，差热分析法测定差热曲线，以确定煤的自燃倾向性。表2-1根据值对煤的自燃倾向性分类表煤样名称煤的自燃倾向等级煤的化学成份（％）着火温度t℃（℃）ⅠⅡⅢⅣ容易自燃的自然的可能自燃的不自燃的V′C′O′W′褐煤，长焰煤长焰煤、瓦斯煤瓦斯煤、肥煤、炼焦煤贫煤、瘦煤无烟煤<305305～345345～385>400>20>40>50>1240~2550~35>40》45-25～1235～2040~2545~25-<12<20<25<25>4240~4522~4010~22<10<8075~8181~8887~92>89>128~125~10<6<4>52~5<8<8-第四节煤层自燃危险程度及自燃发火期煤炭自燃倾向性是煤的一种自然属性。实验证明，它取决于煤在常温下的氧化能力，是煤层发生自燃的基本条件。然而在现实生产中，一个煤层或矿井自然发火的危险程度并不完全取决于煤的自燃倾向性，在一定程度上还受煤层的地质赋存条件、开拓、开采和通风条件的影响。1、煤层地质赋存条件据统计，80％的自燃火灾是发生在厚煤层开采中。据鹤岗矿区统计，86％自燃火灾发后在5m以上的厚煤层中。在国外，西德鲁尔矿区80％的产量来自薄及中厚煤层（2m以下），但2m以上的厚度的煤层自然发火次数占总数的一半。厚煤层容易自然发火的原因，一是难以全部采出，遗留大量浮煤与残柱；二是采区回采时间过长，大大超过了煤层的自然发火期；三是开采压力大，煤壁受压容易破裂。苏联库兹涅茨矿区75％的自燃火灾发生45～90°倾角的煤层中。徐州大黄山煤层倾角南陡北缓、南翼局部倒转，自然发火次数南翼为北翼的一倍以上，急斜煤层易于发生自燃火灾的原因，主要是由于采煤方法不正规，丢煤多，采后难以封闭。综上所述，可以认为：所有厚煤层都应按自然发火危险煤层处理。急倾斜煤层尤应如此。地质构造复杂的地区，包括断层，褶曲发育地带，岩浆入侵地带，自然发火频繁。这是由于煤层受张拉、挤压、裂隙大量发生，煤体破碎，吸氧条件好造成的。四川芙蓉矿统计，巷道自燃火灾52％发生在断层附近。煤层顶板坚硬，煤柱易受压碎裂，坚硬顶板的采空区难以冒落充填密实，冒落后还会形成与相邻采区，甚至地面连通的裂隙，漏风无法杜绝，为自然发火提供了条件。山西大同矿区的自然发火就具有这方面的特征。2、开拓、开采条件采煤方法对自然发火的影响主要表现在煤炭回收率的高低、回采时间的长短上。丢煤愈多，丢失的浮煤愈集中，工作面的推进速度愈慢愈易发生自燃。旧的落垛式采煤法，留煤皮伪顶，留刀柱支撑顶板的长壁式采煤法以及回采率较低的水力采煤，都容易发生自燃火灾。炮采工作面木支架推进速度慢、拖的时间长，也很难控制采空区自燃火灾的发生。采用石门，岩巷开拓，少切割煤层少留柱时，自然发火的危险性降低。厚煤层开采岩巷进入采区，便于打钻注浆，有利于实现预防性或灭火灌浆。甘肃省窑街煤矿开采特厚，易燃煤层，主采层22m，最厚达98m，自然发火期3～6个月，最短28天。矿区井田范围内自明朝就有古窑开采，小窑星罗棋布，老空区纵横重迭，自燃火灾频频发生，人称火多的矿井。为扭转严重的发火局面，从1962年开始将集中运输巷由煤层改到认错板岩层，改革了采煤法，以倾斜分层，金属网假顶采煤法代替了高落式和煤皮假顶倾斜分层采煤法。并且采取了黄泥灌浆不留煤柱，老空复采的综合措施。发火率由原来的1.65次/万t，降至0.052次/万t。改造不合理的开拓系统与采煤方法，从而扭转了自然发火严重和生产被动局面的矿井尚有阜新局五龙矿、徐州局权台矿、枣庄局柴里矿等，它们在降低矿井自然发火率方面都取得了良好的效果。3、通风条件通风因素的影响主要表现在采空区，煤柱和煤壁裂隙漏风。漏风就是向这此地点供氧，促进煤的氧化自燃。采空区面积大，漏风量相当可观。但风速有限，散热作用低。在工作而把两巷（回采工作面运输巷和回风巷）一线（停采线），过断层地带，煤层变薄跳面的地方有大量浮煤堆积，最易发生自燃。据徐州大黄山的统计，75％的自然发火点位于工作面采空区的范围内。最近几年，在老矿挖潜中，为了适应生产的发展，一些矿井改用了高风压大风量的主扇，但是对通风系统的发行注意不够，矿井风量增长有限，而风压急剧上升，有的高达3.9～4.9KPa。其后果是通风管理困难，漏风严重，自然发火的局势恶化。综上所述，决定矿井或煤层自然发火危险程度的因素一是煤的自燃倾向性，二是地质采矿技术。一个弱自燃倾向性的煤层，从试验室的煤样鉴定结果，仅属于“可能自燃”一类。但是如与上面所列举的许多不利的地质赋存条件，不合理的采矿技术因素汇集在一起，也会造成相当严重的自然发火局面。因此，煤的自燃倾向性和煤层的自然发火危险性是两个既有关联，又不相同的概念。煤的自燃倾向性强弱影响着煤层自然发火的危险程度，但自燃倾向性强的煤在开采时不一定必然发火严重，合理的开拓开采方法、良好的通风系统可以在很大程度上控制自燃火灾的发生。国外一些煤炭工业发达的国家，采取以实验室鉴定的煤炭自燃倾向性指标为基数，再根据不同的地质赋存条件、开拓、开采、通风条件分类评分，有利于自然发火的列为正分，不利的列为负分。将基数与各项条件的评分加在一起，依其总和判定矿井或煤层的自然发火危险程度。这样把实验室的数据与生产实践相结合，从而获得一个评价煤层自然发火危险程度的指标。这个指标对于指导生产很有实用价值。目前在我国尚未开展这项工作。煤层自然发火期是自然发火危险期在时间上的量度，发火期愈短的煤层自然发火危险程度愈大。从理论上讲，煤层自然发火期是指在开采过程中暴露的煤炭与空气接触开始算起到自燃发生的时间。对于煤层自然发火期的确定方法如下：1、凡出现下旬情况之一者，定为自然发火煤层：①煤炭自燃引起明火；②煤炭自燃产生的烟雾；③煤炭自燃产生的煤油味；④采空区或巷道中测取的CO尝试超过矿井实际统计的自然发火临界指标。2、巷道中煤层自然发火期以自然地点从暴露之日起至发生自然发火时为止的时间计算，一般以月为单位。3、回采工作面中煤层自然发火期，应以工作面开切眼之日起至发生自然发火时为止的时间计算，一般以月为单位。4、每一煤层的所有回采工作面和巷道，都应进行自然发火期的统计，确定煤层最短发火期。统计确定煤层最短自然发火期，对矿井开拓开采布署及生产管理都有重要意义。自然发火期短的矿井一般不宜用煤巷开拓，采煤方法要保证最大的回采速度和最高的回收率，采空区要及时封闭。一个煤层的自然发火期并非固定不变的，正如前面所说的，它既取决于煤炭白燃的内在因素一一自燃倾向性的强弱，又在很大程度上受煤层自燃外在因素——包括地质、开拓、开采以及通风条件的制约。在现实生产中，不少矿井投产初期发火十分严重，煤层自然发火期相当短，从几十天到几个月，而后来由于地质条件的变化，开拓开采通风技术的改进，煤层自然发火期也延长了。徐州权台、大黄山煤矿、重庆中梁山煤矿都是如此。另外，采取专门性防火措施，也可以使煤层自然发火期人为地延长。第三章矿井内因火灾的预防第一节概述“预防为主”是煤矿同各种自然灾害斗争的指导方针，也是防止矿井火灾必须遵循的原则。贯彻“预防为主”就要充分利用先进的科学技术成就，针对矿井火灾发生的三要素提出和制订专门的防火技术措施，以控制火灾的发生。从矿井的设计、建设到投产都应贯彻和体现防火的要求，一般的防火措施要渗透在矿井生产和管理的每一个环节，开拓、掘进、回采以及用电安全、煤炭的运储等都应有防火的要求，再加专门防火措施，即形成综合防火措施。掌握煤层自燃的机理——内因火灾发生的原因，影响条件，才能提出有效的防治措施，内因火灾的形成必须具备以下四个条件：具有自燃倾向性的煤呈破碎状态并集中堆积存在；通风供氧；蓄热环境；维持煤的氧化过程不断发展的时间。要形成自燃，以上四个条件缺一不可，若采取措施破坏其中一个或两个，乃至全部条件，便可有效地防止自燃。但由于煤矿井下生产情况千变万化，存在许多不可预测的因素，因而在实际中，要对某一条件作有效、准确、完全的控制是有困难的。为了有效地控制自燃火灾的发生，必须采取多方面的综合防火措施。第二节防止煤炭自燃的开采技术措施生产实践表明，合理的开拓系统与开采方法对于防止自燃火灾起决定的作用。国内不少矿区如甘肃的窑街、辽宁的阜新、黑龙江的鹤岗局等均有一些自然发火相当严重的矿井，通过改革不合理的开拓系统与采煤方法而迅速扭转了频频发生火灾的被动局面。对于自燃倾向性强、自燃火灾严重的煤层，从防止自然发火角度出发，对开采的要求是：最小的煤层暴露面，最在的煤炭回采率，最快的回采速度，易于隔绝的采空区。满足上述要求的措施有：1、合理的巷道布置系统1）采用岩石巷道开采自燃煤层，特别是自燃发火严重的厚煤层或距离层群，运输大巷和风大巷，采区上、下山，集中运输平巷和集中回风平巷等服务时间较长的巷道，通常布置在煤层底板岩石中，其距煤层的距离应根据岩性、矿山压力等来决定。如果布置在煤层里，一是要留下大量的护巷煤柱；二是煤层受到严重切割，开采后，煤柱受压破裂，煤层与空气接触面增大，自然发火几率增加。甘肃窑街、山东枣庄的柴里煤矿在开采特厚易燃的煤层中，均是采用了形式基本相同的岩石上山和集中运巷、回风巷，从而摆脱自然发火的被动局面。如图3-1所示，为柴里煤矿开采8～12m的特厚煤层采用的Ｕ型区段集中岩巷布置形式。区段集中岩巷由作为向工作面进风的岩石集中运输和作为回风运料的岩石集中回风巷以及连通它们之间的岩石联络共同组成，位于煤层底板岩石层距煤层10～15m地方。每一组区段集中巷都要服务于该区段内4～5个分层的回采，区段岩巷通过倾斜联络巷（即联络上山）穿入煤层与每一回采分层联系，倾斜联络巷沿走向分布相距150m。当回采工作面推过一组联络上山之后，即启用下一组联络上山。区段集中岩巷服务于运输、注浆、排水以及调整采空区两端的风压差而减少漏风。这种巷道布置方式的优点是便于组织生产，安排掘进回采，提高回收率，而且巷道维护量少，易于实施均压防火措施，防止采空区的浮煤自燃。因此，对于采用多分层回采的厚煤层开采是适宜的。2）区段煤巷采用垂直重叠布置近水平或缓斜特厚煤层分层开采，区段巷道的布置过去的内错和外错两种基本形式。这两种布置方式对防止采空区浮煤自燃都有一些不利的因素。如图3-2所示，内错式布置在采空区内上下分支巷道形成的阶梯煤柱内侧造成贮热氧化易燃隅角豆类。而外错式布置如图3-3所示。则在下分卖劲回采时煤巷顶煤冒落堆积也易于造成易燃带。如果各分层巷道垂直重叠布置（图3-4）可以减小煤柱，甚至不留煤少言寡亦即消除了采空区浮煤自燃的基本条件。图3-1柴里煤矿特厚煤层、U型区段集中岩巷布置图1-分层工作面；2-分层煤巷；3-溜煤眼；4-倾斜联络巷；5-岩石集中运巷；6-岩石联络巷；7-分层回风煤巷；8-岩石集中回风巷；9-调压风窗图3-2区段巷道内错式布置图3-3区段巷道外错式布置1-易燃隅角带；2-下分层运输机巷；3-下区1-外错分层巷；2-虚实交接带；3-三分层段回风巷采过后，L区段顶煤冒落造成易燃带（3）区段巷道分采分掘在倾斜煤层单一长壁工作面，一般情况下都是上区段运输巷和下区段回风巷同时掘进，而且两巷之间还要开一些联络眼（图3-5）。随着工作面的推进，这些联络眼连同区段煤柱遗留在采空区内。在这种情况下联络眼很难严密封闭，煤柱极易受压碎裂，从而形成老空区自然发火。河南义马局一些矿井就曾发生过这类事故。他们采取上下区段分采分掘的方法，即回采区段工作面的进、回风巷同时掘进，而在上下相邻区段的进回巷不现南时掘进，更无联络短巷。义马局自从1966年采用了分采分掘区段巷道之后，采空区区段煤柱自然发火频繁的现象便日渐减少，尽管这个矿区开采煤层属于极易自燃煤层。在急倾斜易自燃煤层，为了防止自然发火，对区段巷道的布置也作类似的改进。开滦赵各庄煤矿采取了区段工作面运输巷不再作为下区段回风，而在下区段回采时，另掘回风巷的方法，如图3-7所示。从而减少了通过溜煤眼向上部采空区漏风引起自然发火的现象。2、合理的采煤方法合理的采煤方法能够提高矿井先天的搞自然发火能力。多年来的实践表明，降低煤层自然发火的可能性应从以下几个方面着手：①少丢煤或不丢煤；②控制矿山压力、减少煤柱破裂；③避免上行回采，遵循先采上煤层，再采下煤层的正常回采顺序；④合理布置采区；⑤回采时应昼避免过分破碎煤体；⑥加快工作面回采速度，使采空区自热源难以形成；⑦及时密闭已采区和废弃旧巷；⑧注意选择回采方向，不使采区回风巷过分受压或长时间维护在煤柱里。图3-4区段巷道垂直布置1-分层回风巷；2-分层运输巷图3-5上下区段分采同掘图3-6上下区段分采分掘1-工作面运输巷；2-下区段工作面回风巷1-工作面运输巷；2-下区段工作面回风巷3-联络巷图3-7区段运输巷随采随废，重掘下区段回风巷1-上区段运输巷；2-下区段回风巷；3-阶段进风石门；4-阶段回风石门；5-密闭墙；6-已经封闭的溜煤眼采用长壁式采煤法，根据具体情况辅以相应的技术措施，可基本达到上述要求。长壁式采煤法巷道布置简单，回采率高，防火安全性好，特别是综合机械化采煤的长壁工作面，回采速度快，生产集中，单产高，在相同产量的情况下，煤壁暴露旱短，采空区顶板冒落及时压实，遗煤与漏风接触时间短。因此，对防止自然发火十分有利。落垛式、仓贮式、巷道长壁等采煤法掘进巷道多，煤层受到严重切割，回采率低，采空区遗留大量浮煤，漏风大，所以都是属于极易酿成自燃火灾的采煤法。水力采煤法尽管披人们列为一项煤矿开采方面的新技术，但是回来率低，老塘遗留大量碎煤，而且解决不了回风通道，形不成通风系统，长时间地通过老塘漏风易于形成自然发火的被动局面。在合理采煤法中也包括了合理的顶板管理方法。顶板岩性松软、易冒落、碎胀比大，采用全部陷落法管理顶板，对开采易自燃煤层防止自燃火灾较好。因为充填密实，漏风扩展范围小，采空区遗留浮煤与空气接触的时间短，难以形成自燃。相反，如果顶板岩层坚硬，冒落块度大，采空区漏风扩展范围大，与遗留浮煤长期接触，易于造成自燃。过去在开采顶板坚硬的特厚易燃煤层传统的管理顶板方法是利用水砂充填。国外更是如此。可是我国辽源西安煤矿采用铺金属顶网配合预防性灌浆成功地采用全部陷落法管理顶板，开采易燃特厚煤层多达6～8个分层，除作到了防止自然发火外，其它经济技术指标也优于水砂充填。八十年代不见天日的综合机械化放顶煤采煤法，在厚煤层的开采中取得了良好的经济效益，深受人们的赏识，但是在防尘、防瓦斯、防止采空区遗煤自燃方面尚有待研究。3、控制矿山压力、减少煤体破碎众所周知，煤系地层岩石并非单一均质的，而是由固体、液体、气体各种分子集团沉积而成。除此之外，还有各种形态和密度的网状结构如节理、层理、裂隙等存在，以致使之具有块状结构。由于重力的作用，尚未采动的原岩中应力与变形虽是稳定的，但都非均一。一旦开始了掘进与回采，岩层的原始应力状态就要发生变化，岩层产生变形。变化的特点是在巷道周围一定范围内出现弹性能的集中，其分布及集中程度都不利于巷道壁的维护。随着时间的推移，巷道周围岩石团块的破坏与移动，其范围逐渐扩大，这种破坏与移动沿着自然地质结构更为明显。在岩石团块的破坏与移动过程中，弹性能部分转化为破碎岩石的表面能。由于沿地质结构面的移动和岩体的破裂，沿巷道周壁形成块度大小不等，从几毫米到几厘米岩块。剩余的弹性能，首先是形变能转化为促使岩块向巷道空间位移的动能。这种破坏从巷道周壁开始以不同的速度向学问发展，形成裂隙，巷道空间发生变形，这就是人们直观看到的巷道压力和变形。地压显现的强度以及显现过程主要取决于地层的自然岩份组成。但是采矿工程的安排既可能假造有利于地压显现的条件，也可能控制地压的显现。地压的显现形成可以是巷道顶板、底板、两帮缓慢地挤压变形。也可能是围岩突然崩落，后者称之为冲击地压或岩爆。地质结构发育、非均质的岩层或煤层缓慢位移的结果就是巷道的挤压。所谓挤压现象就是破碎的围岩连续无控制的向巷道空间充填。当两条巷道并行掘进，相距较近，维护较久时最易观察到挤压的现象，因此限制巷道掘进的间距和使用时间是防止挤压破坏的最简单易行的方法。实践证明，在巷道周边压力的集中与变化最易造成围岩的破碎，尤其在工作面的前方往往形成密集的裂隙网。这种现象在房柱式开采中最易出现，因此，强自燃煤层开采一般不采用这种方法。在地压显现的过程中最易看到破碎岩石体积膨胀。正由于此，连续无控的岩层破裂条件受到限制，这时体积弹性能转变为破碎岩石之间的摩擦力。如果这种现象发生在煤层中，煤层严重破裂后，裂隙将充满碎煤。如果做到及时支护巷道，支架的阻力针有利于控制破裂的发展。煤体破裂与自燃之间的联系首先在于沿自然地质结构页生大量裂隙，裂隙充满煤粉与碎屑，又是空气供给的通道，网互相连接，漏风风流通过，但风量过小不足以将氧化生成的热量带走，为此便出现热量积蓄、煤的氧化过程加速、温度上升的现象。煤体沿地质结构面碎裂成块状体对自燃的发生最为有利，因为这些面上原来的就存在着大量细碎的煤体（如丝煤）或者黄铁矿充填物。丝煤的自燃性能最强，黄铁矿也是自燃的积极发动者。破碎的煤块在位移中相互摩擦而产生大量的煤粉与黄铁矿粉末，在空气潮湿时，自燃可能性更大。综上所述，控制矿山压力集中，不仅有利于巷道的维护，而且可以减少煤体的破碎，减少煤粉、碎屑的存在，防止漏风供氧引起煤的自燃。4、合理的通风系统开采自燃煤层时，合理的通风系统可以大大减少或消除自然发火的供氧因素，无供氧蓄势条件煤是不会发生自燃的。所谓合理的通风系统是指：矿井通风网络结构简单；风网阻力适中（3kPa）；主扇与风网匹配；通风设施布置合理；通风压力分布适宜。（1）风网结构合理，主扇与风网匹配。从全矿井网络结构来看，开采自燃煤层的大中型矿井，以中央分列式和两翼对角式通风为好，这种方式一是有利于防火，因为采区封闭后可以调节其压力，消除主扇风压的影响；二是便于灾变时，进行通风控制，防止主井进风流发火影响全矿井。采区应是分区通风，即采区之间是一个并联子系统，而不应是串联，应尽量避免角联。采区内尽量采用串并联风路，工作面保持后退式。主扇与风网匹配，是指主扇运行的工况点位于高效区内。在尽量降低井巷的通风阻力，扩大矿井等积孔的同时，主扇压力最好保持在3KPa以下，0.9KPa以上。（2）通风设施布置合理通风设施布置合理是指风门、风墙、调节风门等通风构筑物及设施位置恰当、布局合理。风门、风墙及调节风门在风路中安设将使其前方压力升高而后方压力降低，辅扇则相反，如图3-8所示。因此在设置这些通风设施时，位置一定要选择好。一般说来，以减小采空区或火区进回密闭墙两侧通风压差为准。（3）通风压力分布合理开采自燃煤层的矿井，主扇的总风压不宜过高。高风阻、高风压的矿井，对矿井的防灭火是不利的。如山东兖州矿务局南屯矿主扇机压力在3kPa以下，而小型矿井主扇压力应保持在0.7kPa以上，矿井的进风、用风、回风区段的阻力宜保持3：2：5的比例。如果回风区段的阻力占总阻力的50％以上时，则应采取减阻措施。在易燃的煤层中，应避免主进，回风巷布置在同一标高的近距离内，以免煤柱压裂漏风供氧造成自燃发火。5、推广无煤柱开采无煤柱开采是六十年代开始，七十年代发展成熟的一项新技术，目前已经进入全面推广阶段。无煤柱开采方法不仅已经获得了良好的经济技术效果，而且在防止煤柱自然发火方面，在不少矿区也已取得成效。鹤岗新一矿统计，区段煤柱发火占总发火次数的55.6％，可是自75年试行无煤柱开采的地区安全回采五年多无自然发火事故。枣庄柴里煤矿在开采自燃较为严重的特厚煤中也试行了无煤柱开采，获得了沿空掘巷有助于防止自燃的结论。取消煤柱，消除了自然发火的根源，这是无煤柱开采能够有助于防止自燃的关键所在。图3-8设调节风门前后的压力分布情况a—调节风门安设于封闭火区进出风两端之间；b—调节风门移到封闭火区进出风两端之外；1—安设调节风门前压力坡度线；2—安设调节风门后压力坡度线；3—大气压力为零的基准线在特厚煤层的开采中，将水平大巷采区上山，区段集中运输和回风巷均布置在煤层底板岩石里，采用垮越回采，取消水平大巷煤柱，采区上（下）山煤柱，采用沿空留巷或掘巷，取消区段煤柱，采区区间煤柱；采用倾斜长壁仰斜推进、间隔跳采等措施，并辅以巷旁隔离，采空区灌水，停采线局部区域灌浆充填及时封闭、均压通风等措施，则采空区自然发火是可以完全控制的。柴里煤矿的经验“对自然发火只要采取并坚持有效的综合防治手段在‘防’字上狠下功夫”，无煤柱采空区的浮煤自燃是可以预防和消除的。6、坚持正常的回采顺序上山采区正常的回来顺序应该是先采上区段，后采下区段，下山采区恰恰相反。然而由于采掘失调，生产工作面接替紧张，又单纯追求快出煤，以致在有的矿井出现反其道而行的现象。其结果是上(下)山巷道维护在采空区内，断面受压缩小，通风阻力增大，采空区漏风严重，自然发火频繁。更有甚者，一个工作面沿走向提腰斩断，分成二个工作面，同时回采，一前一后，产量成倍增长。但是巷道难以维护，前部工作面采空区漏风严重，后部工作面无风，采空区内遗留孤岛煤柱。这就为自然发火创造了条件。总结：通过以上讨论，使我们认识到开采技术与自然发火的关系极为密切。因此在自然发火严重的矿井，开采自燃倾向性强的煤层时，从设计到施工、生产管理的各个环节都要有一个防火的观点，考虑到防灭火的要求，耿防灭火工作创造必要的前提条件，以期达到防患于未然，作到“预防为主”。第三节预防性灌浆《规程》规定：“开采有自燃发火的煤层，必须对采空区进行预防性灌浆……”。预防性灌浆是防止自然发火的一项传统措施，也是最有成效、稳定可靠的措施。所谓预防性灌浆就是将水、浆材按适当比例混合，制成一定浓度的浆液，借助输浆管路送往可能发生自燃的采空区，以防止自燃火灾的发生。预防性灌浆的作用一是隔氧，二是散热。浆液灌入采空区之后，固体物沉淀，充填于浮缝隙之间，包裹浮煤，杜绝漏风，防止氧化，而浆水所到之处，增加煤的外在水份，抑制自热氧化进程的发展。同时，对已经自热的煤炭有散热冷却的作用。预防性灌浆的效果及其经济性，主要取决于浆材的选取，浆液的制备，输送和灌浆方法与工艺。下面将分别予以阐述。1、浆材的选取浆材必须满足下列要求：不含可燃或助燃材料；粒度走私不能大于2mm，细小粒子（粒度直径小于1mm）要占75％。主要物理性能指标：比重：2.4～2.8；塑性指数：9～14；胶体混合物25～30％；含砂量25～30％。易脱水又要具有一定的稳定性。在煤矿里使用的灌浆材料是含砂量不超过25～30％的地表黄土，但是大量使用黄土带来了破坏农田、与民争地的问题。另外，在我国西南地区表土极薄，无土可取。七十年代重庆煤研所和现场使用在寻找灌浆代用材料方面作出成绩，目前已经建立机械破碎系统，成功地使用代用浆材的计有：芙蓉矿区的飞仙关而岩破碎系统，中梁山矿区的风化页岩破碎系统，兖州矿区的煤矸石破碎系统。另外，还有开滦赵各庄矿、平顶山十一矿使用电厂飞灰（即从锅炉烟气中分享出来的粉煤灰）作为灌浆材料也获得成功。矸石与飞灰的使用为解决灌浆缺材找到了好路子，而且也是一项废物利用，净化环境，一举多得的好措施。2、浆液的制备与输送由于采用浆材不同，浆液的制备工艺有所不同，如利用风化而岩或煤矸石则必须建立一套多级机械破碎系统，只有破碎到一定程度的矸石或而岩（1mm以下的粒度占80％以上），才能够成浆并达到泥浆所要求的物理性能指标。应用飞灰则要建立由电厂到灌浆站的专用运输线和运输工具，灌浆站要建立储灰池。由于目前广泛使用的仍是黄土制浆，因此，这里仅以黄土泥浆的制备与输送作为主要内容。泥浆的制备一般在地面进行，通常有以下两种方式：（1）水力取土自然成浆利用高压水枪（压力50～80kPa；流量85～266m3/h）直接冲刷地面表土成浆，经输浆沟送往灌浆钻孔或管路。这种制浆方法设备简单，投资少、劳动强度低、工效高。在表土层较厚的矿区，灌浆点分散的矿井十分适用。在东北地区天寒地冻的冬季采取贮土峒室，夏秋贮存地面黄土，冬季用水枪直接冲刷成浆。水力取土自然成浆的制备泥浆方法，其缺点是土水比难以控制，不能保证泥浆质量，防火效果差，而且排水量大。淮南、徐州、大同、辽源、鹤岗地区矿井都曾采用过或者至今犹在沿用这种制浆方法。其制浆站的布置如图3-9所示。图3-9水力取土、自然成浆制浆站1-灌浆钻孔及篦子；2-输浆沟；3-水枪；4-输水管路；5-水源泵房；6-取土场（2）人工或机械取土制浆当矿井灌浆量大，土源较远或者承欢膝下于地形条件，灌浆点分散等，则可采用人工或机械取土，建立集中灌浆站、泥浆搅拌池制备泥浆。如图3-10所示。图3-10人工或机械土机械制备泥浆站1-取土矿车；2-轻便轨道；3-储土场及栈桥；4-水枪；5-输水管；6-自流泥浆沟7-泥浆搅拌池及房屋；8-输浆管；9-风井；10-水源泵房；11-绞车房；12-取土场兖州局兴隆庄煤矿的经验，提高泥浆质量，加大泥浆尝试的一项重要措施是在制浆前将黄土充分浸泡使之粉化再行搅拌，浸泡时间应保持8～12h。为此，该矿采用了双泥浆池，行走式搅拌机，其结构如图3-11所示。制备的泥浆在搅拌池内再旋转半小时左右，使之沉淀，澄出清水，保持最大浓度，土水比高达1：2，再灌入井下。高浓度泥浆送入井下，隔绝供风，阻断煤炭自热、自燃过程，取得较好的防灭火效果。另外，有一些矿采用圆形搅拌池，其示意图如图3-12所示。工作时搅拌耙沿着固定的圆周轨道旋转并进行搅拌高度。不用时可将搅耙升起。（3）矸石破碎灌浆在缺少土源的矿区，可以用粉碎的矸石来代替黄泥灌浆。据重庆煤研所的调查，全国25个局矿的矸石大都可以用作灌浆代用材料。以页岩为主的矸石都可以使用，砂质而岩差一些，砂岩最差。当然，能否直到防火作用主要取决于它的成浆性能和氧化性能。山东兖州矿务局南屯矿建立了矸石破碎制浆系统，以粉碎矸石代替黄泥制浆，灌入井下取得了较好的防火效果。图3-12圆形泥浆搅拌池示意图1-进浆管；2-浆池；3-转轴；4-搅耙；5-搅拌机；6-导轨；7-输浆管；8-洗池排水管（4）泥浆土水比制备泥浆时，土与水的体积比是一个重要参数。土水比大，泥浆浓度大，其粘度、稳定性与致密性也愈大，包裹隔离效果好。当然如土水比过大，则流散范围小，灌浆钻孔与输浆管路易发生堵塞。土水比过小，则耗水量大，矿井涌水量增加；在工作面后方采空区灌浆时，容易流出放顶线而恶化工作环境。通常是根据泥浆的输送条件，灌浆方法，按季节不同而确定土水比。输送距离近、管路弯头多、煤层倾角大，夏季灌浆时，土水比可大一些。一般土水比的变化范围为1：2～1：5.随时准确地掌握泥浆浓度对于保证灌浆质量十分重要，最简便的方法是使用波美式比重计，直接测量尼浆的波美度，然后再从附表中换算查得相应的百分浓度。也可用量筒采取浆样，根据其沉淀结果确定泥浆的土水比。（5）泥浆输送如果采用集中灌浆站，泥浆输送大多是通过副井筒、总回风道、采区集中回风巷、工作面回风巷，从地面直到井下灌浆点铺设专用管路担负输浆任务。井筒或大巷内的输浆干管一般用直径为127mm或102mm的无缝钢管，进入采区后的支管采用直径为102或76mm的无缝钢管。干管与支管之间设有闸阀控制，而各支管与灌浆钻孔或工作面注浆管之间多用高压胶管直接相连。预防性灌桨一般是靠静压作动力。灌浆系统的阻力与静压动力之间的关系用输送倍线表示。泥浆的输送倍线是指从地面灌浆站至井下灌浆点的管线长度与垂高之比，即：（3-1）式中：N——输送倍线；L——进浆管口至灌浆点的距离，m；H——进浆管口至灌浆点的垂高，m。一般情况下，泥浆的输送倍线值最好在5～6范围内变化。倍线过大，则相对于管线阻力的压力不足，泥浆输送受阻，容易发生堵管现象，倍线过小，泥浆出口压力过大，对泥浆在采空区内的分布不利。3、灌浆量的确定预防性灌浆量主要取决于灌浆形式，灌浆区的容积，采煤方法等因素。采前预灌、采后封闭停采线灌浆都是以充满灌浆空间为准。随采随灌的用土量（）可按下式计算。（3-2）式中：——灌浆用土量，m3；——煤层开采厚度，m；——灌浆区的走向长度，m；——灌浆区的倾斜长度，——煤炭回收率，％——灌浆系数，即泥浆的固体材料体积与需要灌浆的采空区空间容积之比。在值中反映了顶板冒落岩石的松散系数，泥浆收缩系数和跑浆系数等综合影响，它只能根据现场情况具体决定，如淮南取0.03~0.04，开滦取0.05、辽源取0.1～0.15.灌浆用水量可按下式计算：、（3-3）式中：——灌浆用水量，——冲洗管路用水量的备用系数一般取1.10～1.25；——水土比，一般取2～5。4、预防性灌浆方法我国煤矿采用的预防性灌浆方法多种多样，大体可分：采前预灌、随采随灌、采后灌浆等三种类型。（1）采前预灌所谓采前预灌即是尚未回采先行灌浆。这种灌浆方法是针对开采老窑多、易自燃、特厚煤层发展起来的。如甘肃的窑街矿区，从明朝开始经历了三百多年的反复开采，古窑星罗棋布，老空纵横重叠，空内充满虚煤，开采过程中极易酿成自燃火灾。据统计由于古窑造成的自燃火灾次数一度曾占矿区总发火次数的74.5％。为此，采前预灌已是该矿区一个不可缺少的防治自燃火灾的环节。采前预灌的方法有：利用古窑灌浆、掘消火道灌浆、布置钻孔灌浆。图3-13为窑街矿务局开采特厚、易燃、古窑空虚煤层，采前预灌钻孔布置图，该矿区煤图3-13采前预灌钻孔布置图1-岩石运输机上山；2-轨道上山；3-岩石区段运巷；4-岩石回风巷；5-边界岩石上山；6-钻窝；7-古窑老虚厚平均22m，一般采用岩石上山，岩石区段和回风巷布置。当岩石运巷和风巷掘出以后，分层巷道尚未掘送之前，按设计的位置，由岩石区段巷道开钻窝向煤层打钻以探明古窑老虚的分布和位置，然后进行采前预灌。钻孔终点间距30～50m。工作面斜长超过90m时，应在运巷和风巷都布置钻孔，两巷中的钻窝位置要错开，钻孔布置成放射状，没有遇到老虚的钻孔要改变方向重打。钻孔仰角以25～45º为宜。钻孔打完后，要插入2～3m的套管进行封孔，然后与输浆管相接即可灌浆。先灌清水使之畅通，再灌泥浆。灌浆一开始就不要间断。一个孔灌满之后再移至另一钻孔。整个区段内的老虚基本灌满，经适当时间脱水后，再掘进通向煤层的联络眼、分层运巷和回风巷并准备回采。采前预灌的目的是充填古窑或小窑老虚，消灭蓄火，降温、除尘，排挤有害气体，粘结末煤，实现老空复采。（2）随采随灌随着回采工作面的推进，同时向采空区灌浆。其作用一是防止遗留在采空区内的浮煤自燃；二是胶结顶板冒落的矸石，形成再后顶板，为下分层开采创造条件。另外，它还具有防尘、降温的作用。在自然发火期较短的厚煤层开采中，这是一项必需采取的防火措施。随采随灌的方法根据采区巷道布置方式不同，顶板岩石早期落情况不同有多种多样。如埋管灌浆，插管灌浆、洒冰镇、打钻灌浆等。其中以回风道埋管灌浆工艺最为简单，使用方便。打钻灌浆能够保证连续灌浆，采空区内泥浆分布好。插管灌浆和洒浆都是作为补浆的措施。如图3-14所示，当工作面向前推进时，沿回风巷临时构筑木垛以保护进入冒落区的注浆管路，灌浆管理入冒落区15～20m，随着工作面的推进，用回柱绞车向外牵引。开采自然发火不是十分严重的厚煤层时，可在工作面采完后，封闭停采线的上下出口，然后，在上部密闭墙上插管灌注泥浆。其目的一是封闭采空区，其次是充填最易发生自燃火灾的停采线，以防自燃火灾的发生，如图3-15。图3-14埋管灌浆及洒浆示意图图3-15工作面停休线封闭灌浆示意图1-工作面运输巷；2-回风巷；3-输浆管路；1-岩石集中运巷；2-联络巷；3-岩石集中回风巷4-埋入采空区的注浆管；5-洒浆胶管；4-工作面运输巷；5-停采线；6-木立柱；6-工作面上隅角；7-维护回风巷的临时木垛7-灌浆管路急倾斜厚煤层开采时，当采区全部采完后，在其采空区下部灌注一条沿走向的泥浆带，泥浆带的高度取采区高度的1/3～1/4。其目的是使下部采区免上水平采空区自然发火和，如图3-16。灌浆钻孔从下水平集中回风岩巷起，穿过岩层上探进入采空区，孔间距30m左右。另外，还在石门煤柱两侧本工作面的停采线或邻近采区工作面的开切眼，通过密闭插入灌浆管沿倾斜方向灌浆，形成宽20～30m的泥浆隔离带。5、灌浆后的排水措施黄泥灌浆后的脱水与排水十分重要，如窑街矿区的采前预灌，一部分水经由裂隙渗出。另一部分由巷道内的钻孔泄出，一般情况下灌浆水不必处理，停灌后十天左右即可渗透干净，但个别地方仍出现局部积水。因此，在煤层内掘进分层巷道时，对有可能积水地区仍应采取边掘边探的方法，及时放出积水。图3-16急倾斜煤层采空区灌注泥浆带示意图1-上山眼；2-运输石门；3-沿倾斜泥浆隔离带；5-沿走向泥浆隔离带；6-上水平集中回风岩巷；7-钻孔；8-下水平集中回风岩巷随采随灌，一部分泥浆将可能由采空区流入工作面下部运输巷道。这种情况下，一是要求在巷道内挖掘排水沟，二是在靠近放顶线的运输巷道内构筑滤浆密闭，使泥浆滞留于采空区，而放出泥浆水。这时要加强水情的观测，要记录灌浆量与排水量，如发现排水量过少，则说明灌浆区内有可能积存浆水，若排水中含泥量过大，则说明灌浆区形成了通路。处理通路的方法有：停止灌浆；间断灌浆；在泥浆中加砂或锯末填塞通路。淮南矿务局李郢孜一矿多年来采用随采随灌的方法，但从来都是以提高泥浆浓度，工作面下部运输机巷道见水停灌的方法来防止积水。采后灌浆一般是根据灌浆区的容积适当地掌握灌浆量。停采线灌浆可在下部的密闭墙上安置放水管以观察水情。窑街矿区对灌浆水的处理，总结了八字措施：“探、放、排、堵、截、滤、泄”。探查灌浆积存水的位置、水量及水流方向；打钻放水；利用水泵排出，由巷道水沟引至井底水仓；砌挡水墙堵水，暂时截流存储，逐渐引放；构筑滤水密闭堵截泥砂，有时需要掘专用的泄水道泄除积水。八个字比较全面地总结了该矿区治理灌浆水的经验，保证了安全生产，值得许多矿区借鉴。第四节阻化剂防火阻化剂又称阻化剂，一些有机盐类化合物，如氯化钙（CaCl2·6H2O），氯化镁（MgCl2·6H2O）、氯化铵（NH4Cl2）以及水玻璃（xNa2O·ySiO2）等溶液，以及某些工厂的废液、副产品，如酿酒厂的废液、造纸厂的废液、炼镁槽、化工厂硼酸废液等，这些溶液喷洒在煤壁上，采空区或注入煤体内，具有阻止氧化，防止自燃的作用，称之为阻化剂。1、国内外使用阻化剂简况（1）日本1968～1969年，在实验室和现场做了大量的研究工作后，结果认为：表面活性剂湿润煤的能力最大。经表面活性剂处理后的煤样吸氧量最少，较之在常温下煤氧化生成的一氧化碳量少。这就说明表面活性剂水溶液处理易于自燃的煤，可以阻止其氧化，达到防止自燃的目的。（2）美国1966一篇专利报导，采用亚磷酸脂（含量50～80％）和二羟三烷基醌（含量15～50％）两种药剂混合阻止煤的氧化最为有效。1969年美发明一种硬化阻化剂，它是由MgCl2、MgO和浆土组成，硬化剂液体的比重超过1.22，用高分散性的矿碴或其它增厚剂（能增加胶乳粘度的物质）做稳定剂。将此诱变工、岩层裂隙中能与煤、岩体很好的胶结、硬化固结，从而阻止空气的漏入，阻止煤的氧化。1975年美石膏公司发明一种阻止煤堆自然发火的喷涂式阻化剂，名叫Aertsol，它是用天然石膏（CaSO4·2H2O）锻炼除去结晶水后的粉状物，试用是成功的。（3）苏联1960年采用碳酸氢钙Ca(HCO3)2溶液处理煤堆后其发火期由1.5～2个月延长到12个月以上。1961～1971年对无机盐类如氯化钙（CaCl2）、水玻璃（xNa2O·ySiO2）、氯化铵（NH4Cl2）、碳酸氢铵（NH4HCO），氢氧化钙（Ca（OH）2）、氯化钠（NaCl2）等，有机物质如酚醛树脂、聚氨树脂、柏胶溶液、环氧树脂、甲基纤维素、离子型表面活性剂进行了大量试验工作。1960年在卡拉干达矿区通过试验认为5％浓度的CaCl2溶液加入1％的润湿剂阴化效果最好。1972年在考斯琴科矿采用5％的水玻璃加1％的氯化铵（NH4Cl2）混合水溶液对已发火（温度高达85℃）的老塘进行阻化剂处理，经过80天后温度下降到30在顿巴斯煤田自然发火期一般为1～3个月，个别情况有2～3基，采用含有25％的氯化钙（CaCl2）和1～2％湿润剂的混合溶液喷洒煤柱，采空区浮煤防止自然发火。有的将碳酸钙或50％的石灰水溶液通过钻孔注入煤柱亦获得良好效果。在库兹巴斯煤田亚古诺夫斯卡娅矿井，曾用含熟石灰量为5～7％的灰乳作阻化剂处理发生在煤柱内的高温占，一共打了16个钻孔，压入量为50m3，使煤柱温度由35℃降至18～20℃(4)联邦德国1970年使用氯化钙(CaCl2)粉末对一个有自燃危险的采空区处理后，未发生自燃。1975年在豪斯阿登煤矿利用阻化剂浆液(MgC12，：3.2％、CaCl2：16.8％、Mg(OH)2：10％和70％的水)成功地扑灭了一次自燃发火。他仍认为MgC12、CaCl2均是良好的阻化剂。从上述情况可以看出，利用阻化剂防火是有成效的。(6)中国国内抚顺煤研所1974年以来也作了大量的实验室与现场研究、他们在实验室内建立了褐煤、烟煤、高硫煤的氧化阻化装置，分别对各种阻化剂的阻化效果，各种煤经处理后的变化情况，以及阻化机理等问题作了很多工作。初步确定了我国不同煤种的新型阻化剂，并且在辽宁平庄，沈阳西矿区作了井下防火工业性试验。1977年以来在抚顺矿区、新疆乌鲁本齐、山东兖州、枣庄等矿区利用阻化剂防火也取得较好的效果。目前甘肃阿干镇、陕西铜川、湖南扬梅山矿区一些易发火的高研煤矿也在试用。2．阻化剂防止煤炭自燃的原理采用阻化剂防火已经取得了成效，但是对阻化剂为什么能够防止煤炭自燃，从理论上探讨的尚且不够。国外提出的一些解释多是未经充分验证的假说。抚顺煤研所为了考察阻化原理，除在现场进行试验观察和分析外，还在实验室内建立了煤的氧化、阻化试验装置和4.1型示差热敏天平，对不同煤样的氧化、阻化、吸热、放热情况进行了系统的试验。然后指出：“吸水盐类液膜隔氧降温学说”是正确阐述阻化原理的学说。该学说认为阻化剂都是一些吸水性很强的有机盐类(氯化钙(CaCl2)，氯化镁(MgCl2)等)。当它们附着在煤粒的表面时，吸收空气中的水份，在煤的表面形成含水液膜，从而阻止了煤一氧接触，起到了隔氧阻化作用。同时，这些吸水性能很强的盐类能使煤体长期处于含水潮湿状态。水在蒸发时的吸热降温作用使煤体在低温氧化过程中温度不能升高，也起到了抑制煤炭自热自然的发展。另外，通过实验还发现：“煤的外在水份是一种良好的阻化剂”，“随着外在水分的增加，阻化效果也随着增加”，当煤中的外在水分蒸发，减少到某一限度之后，阻化作用将转变为催化作用，能够促进煤的氧化与自燃。由于水分的蒸发，在煤体上阻化液形成的液膜因失水而破裂，将起不到隔氧、降温的作用。所以我们认为唯有吸收大量水份的阻化剂，在煤体上形成液膜才能对煤起到阻化作用。从上述关于阻化剂阻止煤炭自燃原理的解释中，还可以看出，阻化剂防火实际是进一步扩大和利用了以水防火的作用，阻化剂离开了水，其阻化作用也就消失。关于高硫煤的阻化问题，由于形成自燃的原因不同而有差异。高硫煤的自燃主要是煤中含有易自燃的黄铁矿引起的，所以高硫煤的阻化主要是黄铁矿的阻化问题。从阻比剂的筛选到阻化工艺、阻化原理都有待进一步探讨。3．两个基本概念(1)阻化率煤样在阻化处理前后放出的CO量的差值与未经阻化处理时放出的CO量之百分比称为阻化率(E)，用公式表达如下：(3-4)式中：E——阻化率，％A——煤样未经阻化处理在温升试验（100℃B——煤样经阻化处理后，在上述相同的条件下放出的CO浓度，ppm。阻化率愈大的阻化剂，其阻止煤炭氧化的能力愈强。高硫煤的阻化率是以阻化处理前后煤样在180℃时放出的SO2量的差值与原煤样放出的SO2（2）阻化衰退期煤炭经阻化处理后，阻止氧化的有效日期为阻化衰退期，又称阻化剂的阻化寿命。阻化寿命长的阻化剂共阻化率下降的趋势缓慢。从以上两个概念出发，可以认为：阻化剂的阻化率高，阻化寿命长的理想的阻化剂；阻化率虽高但阻化寿命短的阻化剂也不能视为良好的阻化剂。阻化剂对煤的自燃只能起抑制，延长发火期的作用，而且有一定的时间界限。所以喷洒阻化剂防火不是一劳永逸的措施，要加强自然发火情况的观测，要采取注水的措施以延长阻化剂的使用时间。4、阻化药剂的选择及其使用参数（1）阻化药剂种类很多，抚顺所通过实验室阻化剂的选择试验，确定了阻化效果好，货源充足，贮运方便，价格便宜的阻化剂有：CaCl2和MgCl2（卤片），其它如铝厂的炼镁槽潭，化工厂的MgCl2或H3BO3（硼酸）废液，造纸厂的黑液，酿酒地广人稀废液等也都具有一定的阻化效果，且兼有治理污染，变废为利的作用。但对井下环境的程度考察后，确认无害时方能选用。对高硫煤的阻化以水玻璃（xNa2O·ySiO2）最佳，Ca(OH)2次之。（2）阻化剂的药液浓度是使用阻化剂防火的一个重要参数，它决定防火效果，又影响着吨煤成本。20％浓度的CaCl2和MgCl2溶液阻化率较高，了。阻化剂药液浓度可控制在15～20％；间，但最低不要小于10％。（3）合理的药液喷洒量取决于遗煤的吸药量和丢失煤量，最易发生自燃部位中工作面