第4章 防治煤炭自燃技术(1-2 5-6)

第四章防治煤炭自燃技术矿井火灾防治工作中的指导方针:“预防为主、综合治理”第四章防治煤炭自燃技术原理：氧气：降低氧气含量（N2、CO2等）减少漏风（系统优化减阻降压、局部堵漏、均压等）可燃物：减少丢煤量（合理开拓布局和开采工艺等）热源：浆、水、液态CO2、凝胶、三相泡沫等消除燃烧三要素中的任何一个或全部可燃物源热氧气浆、凝胶、三相泡沫同时具备隔氧、降温的功能煤炭自燃防治思路:首先必须从系统设计着手，掌握较准确的煤层埋藏地质条件，优化矿井开拓系统，合理确定开采方法、工艺及巷道支护方式；在开采中有效控制矿山压力、减少煤体破碎，实现少丢煤、快开采和快隔离；同时加强通风管理、少漏风。

根据矿井的条件，因地制宜，合理选用防治自燃火灾的技术:均压堵漏、注浆、洒阻化剂、注惰气、注凝胶和泡沫材料等。第四章防治煤炭自燃技术煤层自燃防治煤层自燃基础参数的测试自燃危险区域的判别煤自燃倾向性煤层指标气体煤层自燃难易程度煤层自燃早期预测预报自燃发展程度判别现场实测计算机模拟确定自燃危险区域防灭火方案的制定与实施防灭火技术的选择防治方案的制定指导第一节防治煤炭自燃的开采技术措施合理的开拓系统、巷道支护方式和开采方法对于防止煤自然发火起决定性作用。通过优化矿井开拓系统、改革巷道支护方式、采用合理的开采方法和先进的开采装备，能够实现矿井漏风小、巷道高冒少、丢煤少和快速开采，改变煤层易自然发火的被动局面。

对开采易自然发火煤层，从防止自然发火的角度出发，对开拓、开采的要求是：最小的煤层暴露面、最大的煤炭回收率、最快的回采速度、易于隔绝的采区、正规的开采方式及合理的开采顺序。一、采用合理的矿井开拓和巷道布置

矿井的开拓和巷道布置跟自然发火之间有着密切的关系，开采自燃倾向性强的煤层时，在矿井设计、巷道布置以及在开采顺序上都要充分考虑到防灭火的要求，为防灭火工作创造必要的前提条件，以期达到防患于未然的目的。1、优化矿井设计简化巷道布置；规范巷道设计；尽量不打或少打辅助巷道，避免其对煤层或区段采场完整性的破坏；尽量减少区段巷道联络巷、切眼联络巷等形式的各类联络巷，使区段巷道构成简单化；巷道布置设计时，要保证采区间和工作面间相对独立的并联通风系统，并且要保证采区和生产区段间有可靠的反风自救系统；必须合理确定区段煤柱、停采线煤柱等各类煤柱的参数，切实做到既不浪费资源又能确保安全；煤柱过窄就易造成片帮、煤体破碎、漏风、采空区容易热量积聚，并且丧失对巷道的保护作用，过宽就会造成资源浪费，同时在采空区遗留下大量浮煤为以后的自燃防治带来隐患；开采易自燃和自燃的急倾斜煤层用垮落法控制顶板时，在主石门和采区运输石门上方，必须留有隔离煤柱，在采区结束前禁止开采煤柱。

神东矿区在新建、改扩建矿井设计中，就严格按照矿井防灭火工作的需要，提出了以下要求：（1）在新布置的采煤工作面靠大巷侧留有50m以上的永久煤柱；（2）综采工作面为避免多个采空区连成一片，在一定的区域范围（一般为3个面）留有40m的隔离煤柱；（3）综采面顺槽用连采机双巷掘进时，联巷之间的间距都保持在55m以上；（4）采高设计时，极力避免抛顶煤、丢底煤情形的出现，不能一次采全高的工作面原则上顶煤留设厚度不能大于40cm。这些要求的严格落实，对该矿区防止煤炭自燃起到了十分重要的作用。1、优化矿井设计2、合理进行巷道布置

总体原则：开采自燃煤层的矿井或采区在初期设计时应（1）简化巷道布置，规范巷道设计，应尽量不打或少打辅助巷道，避免其对煤层或区段采场完整性的破坏；（2）尽量减少各类形式的联络巷，使区段巷道构成简单化，对于那些必需的巷道要合理地进行布置。采用岩石巷道区段煤巷采用垂直重叠布置合理安排采掘关系具体表现为：1）采用岩石巷道《规程》第二百二十九条规定：

对开采容易自燃和自燃的单一厚煤层或煤层群的矿井，集中运输大巷和总回风巷应布置在岩层内或不易自燃的煤层内；如果布置在容易自燃和自燃的煤层内，必须砌碹或锚喷，碹后的空隙和冒落处必须用不燃性材料充填密实，或用无腐蚀性、无毒性的材料进行处理。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－岩石集中运输巷；6－岩石联络巷；7－分层回风巷；8－岩石集中回风巷；9－调压风窗甘肃窑街、山东枣庄的柴里煤矿在开采易燃的厚煤层时，均采用了形式基本相同的岩石上山和集中运输巷、回风巷，从而摆脱了自然发火的被动局面。区段集中岩巷由作为向工作面进风的岩石集中运输巷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巷共同组成，位于煤层底板岩层距煤层10～15m的地方。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出。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，可有效减少漏风，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及近距离煤层群开采是适宜的。区段巷道内错式布置1－易然隅角；2－下分层运输机巷；3－下区段回风巷；区段巷道外错式布置1－外错分层巷；2－虚实交接带；3－上分层采过后，L区段顶煤冒落造成的易燃带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，区段巷道的布置有内错和外错两种基本形式。区段煤巷内错式布置在采空区内上下分层巷道形成的阶梯煤柱易于破碎，容易造成漏风以至采空区浮煤氧化自热，形成易自燃区域；而外错式布置，则在下分层回采时煤巷容易冒落堆积也易造成易自燃区域。解决办法？防火存在问题但是，将各分层巷道垂直重叠布置则可以较少甚至不留煤柱，消除了采空区浮煤自燃的基本条件，减小了煤自燃的可能性。区段巷道垂直布置

1－分层回风巷；2－分层运输巷2）区段煤巷采用垂直重叠布置3）合理安排采掘关系

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，而且两巷道之间还要开一些联络巷，如图所示。随着工作面推进，联络巷和区段内煤柱遗留在采空区内。在这种情况下，联络巷一般很难密封严实，煤柱极易压碎，自然发火频繁。上下区段分采同掘1－工作面运输巷；2－下区段工作面回风巷；3－联络巷如何解决存在问题上下区段分采分掘1－工作面运输巷；2－下区段工作面回风巷另外，对分层开采，应避免前采后掘和采后即掘。前采后掘会加剧采空区漏风供氧强度，促成遗煤自燃。采后即掘也不合理，采空区没有一个充分冷却压实的过程就紧跟下分层掘进，无疑为采空区提供了一个连续供氧的环境，不利于防治自然发火。解决方法：采取上下区段进风和回风巷道分开掘进，不同时进行，也不使两巷联通，那么就可以避免这种类型的自然发火，如图所示。但是，对于下分层区段巷道同时掘进，还应尽量保持上下顺槽相同通风压力，否则顺槽掘进期间上分层采空区会存在严重的自然发火危险。二、坚持合理的开采方法和开采顺序开采方法和开采顺序的合理与否不仅关系到一个矿井生产能力的高低和效益的好坏，而且对矿井火灾的防治意义重大。1、采用合理的采煤方法合理的采煤方法能够提高矿井先天的抗自然发火能力，起到很好的预防煤炭自燃的作用。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）回采时应尽量避免过分破碎煤体；（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的旧巷；（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。

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。

原因：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，煤壁暴露时间短，采空区顶板冒落及时、压实程度好，遗煤与漏风接触时间短。因此，对防止自然发火十分有利。1、采用合理的采煤方法目前应用较为广泛的两种长壁式采煤方法是综采和综采放顶煤开采。从自然发火的角度考虑综采和综采放顶煤各自的优缺点是什么？

对于一次采全高的煤层，综采由于其回采率高，推进速度快，相比综采放顶煤开采在防止自然发火方面有着明显的优势。但对于易自燃厚煤层的开采，是选择分层综采还是综采放顶煤开采却是一个值得认真探讨的问题。实例：兖州矿区在采用分层综采开采易自燃厚煤层的过程中，矿区共发生与分层综采相关联的自然发火隐患37次，其中发生在本分层采空区8次，顶邻或侧邻采空区29次（其中停采线16次，顺槽、切眼、溜煤眼、联络巷等处12次，采空区中部仅1次）。发火特点：分层综采开采易自燃厚煤层时自然发火一般存在发火的空间分布规律和时间分布规律。

发火的空间分布规律是采空区中部发火的机率低，采空区周边发火的机率高，即“两道两线”易发火；

发火的时间分布规律为本分层回采时引起本分层采空区发火的几率低，下分层回采时，引起顶邻或相邻采空区发火的几率高。综采1、采用合理的采煤方法自然发火的原因：

一，分层综采面本面采空区浮煤，在开采当时属初次氧化，经历的氧化时间也较短，而与之相邻的采空区中的浮煤暴露在有氧的环境中已有较长时间，经过一定时间的氧化，浮煤的温度有所升高，煤的氧化活性增强，若再次与因开采造成的漏风供给的氧气相接触，显然从再次供氧之日到自燃之日所经历的时间要比原生煤体的发火期短，更容易被氧化和自然发火，因此，相邻采空区比本面采空区在自然发火频率上要高；

二，易自燃厚煤层分层综采时，同一区段需经多次方能全部采出，对于相邻采空区而言，其漏风作用时间总是比本面采空区漏风作用时间要长，因而导致相邻采空区发火频率要比本面采空区高。一般地说，相邻（尤其是顶邻）采空区停采线两端风压差最大，漏风为定点漏风且时间较长，因而停采线的自燃危险性最大。综采1、采用合理的采煤方法综采放顶煤开采一次采全高，消除了分层综采时顶邻采空区的自燃威胁，仅存在侧邻采空区遗煤自然发火的可能性。综采放顶1、采用合理的采煤方法综放工作面煤损失分布示意图①－割煤损失；②－巷道顶煤损失；③－端头支架不放煤损失；④－放煤步距损失；⑤－架间脊背损失；⑥－放煤工艺损失由于在综放开采方式下，漏风作用于侧邻采空区的时间较分层开采时漏风作用于侧邻采空区时间要短，因而综放开采时相邻（侧邻）采空区（特别是停采线）的自燃危险性要比分层综采时低得多。但是综采放顶煤开采往往由于端头支架上的顶煤不能放出，呈破碎状态堆积在采空区，并经过初次氧化，有着良好的聚热条件，当相邻综放面沿空准备及正常回来时，其漏风恰好从堆积碎煤的中部穿过，必将导致此处的自燃危险性大大增加。综放工作面丢煤包括割煤损失、顶煤损失、端头支架不放煤损失、放煤步距损失、架间脊背损失和放煤工艺损失，其丢煤的严重程度远远大于分层综采。综采放顶1、采用合理的采煤方法综放工作面自燃危险性介于分层开采时本分层工作面自燃危险性与下分层及相邻工作面自燃危险性之间。原因是由于：综放开采时，其本面采空区自燃危险性有所增加；其相邻采空区“两线”的自燃危险性降低，而“两道”的自燃危险性有所加强。但是，只要保持综放面快速推进，并加强相邻采空区周边地带的防灭火工作。因此，从防止自然发火的角度考虑，综采放顶煤开采由于只揭露煤层一次，在减少浮煤的供氧时间和采空区的漏风方面要优于分层综采。实践中，易自燃厚煤层开采方式方法的确定是一个较复杂的问题，涉及到煤层赋存条件、煤体硬度等诸多因素，需要权衡各方面的利弊之后作出选择。综采放顶1、采用合理的采煤方法1、采用合理的采煤方法顶板岩性松软、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。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。合理的顶板管理方法2、采用无煤柱开采留煤柱开采不但浪费煤炭资源，而且遗留在采空区中的煤柱也带来了煤炭自燃的安全隐患。无煤柱开采能够减少巷道遗煤，从根本上消除煤炭自燃的物质基础，从而也就消除了煤炭自燃隐患。无煤柱开采是上世纪六十年代开始，七十年代发展成熟的一项技术，目前许多矿井已经成熟应用的一种开采方法，不仅可以大幅度减少煤损，获得了良好的经济技术效益，而且在防止煤柱自然发火方面，取得了卓越的成效。在特厚煤层的开采中，将水平大巷采区上山，区段集中运输巷和回风巷均布置在煤层底板岩石里，采用跨越回采，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等措施，并辅以巷旁隔离，采空区灌水，停采线局部区域注浆充填、及时封闭、均压通风等措施，则采空区自然发火是可以完全有效控制的。

适用条件：无煤柱开采主要应用于煤层顶板比较坚硬，矿压不是很大的工作面开采。

注意事项：要加强巷道的维护，避免巷道因矿压显现加剧而发生冒顶；沿空侧的巷道容易向邻近采空区（尤其是停采线附近）漏风，所以应采取有效的漏风通道封堵措施，以防止引起邻近采空区自燃；随着工作面的开采，临近工作面的采空区会连成一片，这给防治煤炭自然发火和瓦斯带来了很大的难度，因此每隔3～4个面（视各面采空区大小而定）要留有40m以上的隔离煤柱；尽可能的提高煤炭回收率，如果采空区大量丢煤，无煤柱开采也就失去了其对煤炭自燃防治的意义。2、采用无煤柱开采

1）在中央并列式通风的矿井，开采易燃煤层时应采用由边界后退的开采顺序过去的一些矿井，由于过分的强调快出煤、早出煤的要求，以致在中央并列式通风系统，开采易自燃的厚煤层矿井，主付井筒贯通之后，就在靠近卫业广场煤柱边缘市置工作面采煤。随着回采的推进和扩展，大片采空区遗留在通风的高负压区段，漏风很难杜绝，以致自燃火灾频频发生，生产十分被动。因此，在中央并列式通风的矿井，开采易燃煤层时最好采用由边界后退的开采顺序。

3、坚持正规的回采顺序厚煤层开采，应先采上分层后采下分层。煤层群开采，有的矿井单纯追求近期效益，常常是先吃“肥肉”后啃“骨头”，就是说违背正常的自上而下依次开采的顺序，先采厚煤层，后采薄及中厚煤层，以致破坏了上下邻近煤层的完整性，为日后开采防止自然发火制造了困难。

2）煤层应采用“由上向下”的开采方式厚煤层由上向下开采煤层群由前向后开采4）坚持有切眼逐序回采的开采顺序

坚决杜绝一个工作面沿走向提腰斩断，分成二个工作面，同时开采。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。3）区段开采方式上山采区正常的回采顺序应该是先采上区段，后采下区段，下山采区价恰相反。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。区段“由上向下”开采工作面应采用后退式工作面沿走向提腰斩断4、快速开采

工作面推进速度是影响自然发火期程度的重要因素之一。回采期间，加快回采速度，使氧化自热区在较短的时间内变为窒息区，可以有效地减少自燃发展阶段漏风量对煤氧化的作用时间，降低自然发火频率；回采工作面结束后的停采撤架期间，通风系统变化较大，风流不稳定，个别区域常处于微风或无风状态，这就极易造成停采线浮煤自然发火事故，因此应加快撤架和封闭采空区速度。

实例：神东矿区在防治井下煤自然发火的工作中，对采煤工作面坚持“快掘、快采、快撤、快闭”的原则，即各主要采煤面充分发挥现代化设备的效能，基本实现高产、高效，各主采工作面月推进速度普遍超过400m，综采面搬架（安装、回撤）一般为7～10天并且在回撤过程中，预留出建筑密闭的位置，所有设备、材料等回撤结束后，及时进行永久性封闭。这些快速开采技术有效地防止了采空区煤炭自然发火。三、控制矿山压力、减少煤体破碎煤只有在破碎的状态下才能形成较大的表面积与氧气接触而发生氧化生热。因此，减轻煤体的破碎程度是防止煤炭自然发火的一个重要途径。矿山压力是煤体破碎程度的一主要影响因素。进行掘进和回采工作时，由于破坏了原始的应力平衡状态，引起岩体内部应力的重新分布，即形成矿山压力。在矿山压力的作用下会形成如煤岩体及支护物的变形、破坏、塌落等矿山压力显现,易造成破碎岩体体积膨胀，在合适的漏风条件下，增加了煤层自然发火的可能性。因此，控制矿山压力、减少煤体破碎是防止煤层自然发火的一个有效途径。1）加强巷道顶板支护2）分层开采下分层顶板管理途径：1）加强巷道顶板支护巷道冒顶区是厚煤层开采过程中易自然发火的主要地点之一。其产生的原因就是矿山压力控制不当、煤体破碎严重。所以，控制矿山压力、杜绝巷道顶煤冒落是避免巷道冒顶区自然发火的重要途径。

技术措施：做好对巷道周帮的支护工作。如锚网支护技术。锚网支护是一种锚杆和网（金属或其他阻燃材料）的联合支护方式。锚网支护示意图优点：与传统的架棚支护方式相比，锚网支护具有支护及时、初撑力高、处理局部冒顶适应性强、封包性好等优点，是一种防止巷道掘进冒顶及顶煤自燃的有效技术手段，锚网支护技术的广泛应用，大大降低了易燃厚煤层内顶板自然发火的次数。兖州兴隆庄煤矿采用锚网支护的巷道最大变形量仅有24mm，巷道顶煤平均松动范围小于1m，顶煤没有出现明显离层，无1m以上冒顶，巷道冒顶问题得到彻底治理，由于没有碎煤堆积，从根本上杜绝了综放巷道顶煤自燃的问题。兖州东滩煤矿采用锚网支护后也极大地改变了过去煤层巷道易自然发火的被动局面，矿井自然发火次数大幅度减少。应用三、控制矿山压力、减少煤体破碎2）分层开采下分层顶板管理原因：分层开采一般采取自上而下的冒落式开采，上分层的底板将成为下分层的顶板，开采下分层时，如果顶板不够密实将会造成向上分层采空区的漏风，从而带来自燃隐患解决措施：顶板固化：一是利用矿山地质条件加速形成自然的假顶，适宜的自然顶板形成条件为：顶板中泥岩成分含量高于40％，并有较高的温度或者充足的水分，但是这种条件达到比较困难；二是将某种固化材料（如水泥）注入顶板，凝固而成，固化再生的顶板厚度不能低于0.5～0.9m。柔性的人工假顶：通常利用金属网铺设成，网铺设要平直，紧贴岩壁。为保证搭接，盘条网相邻两边作钩，用于钩挂连接，再用φ10mm铁丝加固连接，最后用托板压紧金属网。金属网的规格尺寸等参数根据矿压情况以及现场施工方便等因素选取。四、合理的通风系统合理的通风系统是指：矿井通风网络结构简单、实现分区通风、通风阻力小、风流稳定可靠、通风设施布置合理。作用：可以大幅度降低或消除自然发火的供氧与蓄热条件发生火灾及时控制火情、防止灾害蔓延和减少灾变损失1、风网简单、结构合理（1）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方式为好。采区封闭后可以调节其压力，从而消除主要通风机风压的影响；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。（2）在易自燃煤层的在矿井中，应极力避免主进、回风巷在近距离内布置，要避免在同一标高，以免煤柱压裂漏风供氧而导致自然发火。（3）采区分区通风，即采区之间是并联风路，而不应是串联，应尽量避免角联；采区内尽量采用串联风路，工作面推进保持后退式。（4）保持主要通风机与风网匹配主要通风机与风网匹配就是指主要通风机运行的工况点位于高效区内。矿井的通风阻力分布应合理，如果回风区段的阻力占总阻力的60％以上时，则应采取减阻措施。2、合理的通风设施布置

为了保证井下各个用风地点得到所需风量，需在通风系统中设置一些通风构筑物（如风桥、挡风墙、风门等），以控制风流的方向和数量，但要防止它们造成大量漏风或风流短路。因此，必须优化通风构筑物的布置，合理选择位置，保证施工质量，严格管理制度。否则会破坏通风系统的稳定性，并会带来严重的后果。

设调节风门前后的压力分布状况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

3、合理的工作面通风方式开采自燃煤层时，采场通风系统是否合理，对防治煤炭氧化自燃具有极为重要的作用。自然发火严重的矿井，应该采取能够降低进回风侧压差，减少向采空区漏风的通风方式。常见的工作面通风方式主要有U型、W型、Y型三种通风方式。（1）工作面U型通风

优点：结构简单、巷道施工维护量小、风流稳定、便于管理等特点。缺点：倾向较长的易自燃煤层工作面，采用U型通风系统，进回风侧压差较大易造成向采空区漏风的状况，不利于防止煤炭自燃。3、合理的工作面通风方式

U型通风是我国大多数工作面采取的通风方式，一般是下平巷进风，上平巷回风。（2）工作面W型通风W型通风是掘三条平巷，上、下平巷进风或回风，中间平巷回风或进风，如图所示。在近水平煤层的综采工作面中应用较广。

优点：①相邻的两个工作面共用一条进风或回风巷道，从而减少了采准巷道的开掘和维护费用。②通风网路属并联结构，因而风阻小，风量大，漏风量小，利于防火。③当上下端平巷进风，且设运输机时，则在该巷中有回收安装维修采煤设备的良好环境④当中间平巷进风且设运输机时，既保证了运输设备处于新鲜风流中，又保证了进、回风巷的总断面比较接近。3、合理的工作面通风方式缺点：通风方式增加了掘进费用和巷道维护费用。回采工作面W型通风系统如平庄古山二井西翼工作面将U型通风改为W型通风，工作面条件发生了明显变化。采用U型通风时，工作面压差为56Pa，风量为4.6m3/s，此时上隅角出现热气和煤油味。改W型通风后，上下两段工作面的压差分别为30.4Pa和21.6Pa，通过的总风量为9.1m3/s，煤的自燃征兆消失，一切恢复正常。（2）工作面W型通风3、合理的工作面通风方式例子（3）工作面Y型通风Y型在采煤工作面上下端各设一条进风道、另在采空区一侧设回风道优点：①采空区的瓦斯，通过巷旁支护流入回风平巷，该通风方式较好地解决了回采工作面上隅角的瓦斯超限之患；②工作面上、下端均处于进风流中，因此改善了作业环境；③实行沿空留巷，可提高采区回收率。3、合理的工作面通风方式工作面Y型通风系统将U型通风改为Y型通风，实质是将串联风路改为并联风路，使工作面风压差下降，在一定程度上可减少向采空区漏风，有利抑制采空区浮煤自燃，但是Y型通风必须保证沿空巷巷壁的密闭性，否则反而更容易向采空区漏风而加剧煤炭自燃。（3）工作面Y型通风3、合理的工作面通风方式4、减小矿井通风阻力合理确定矿井通风压力，低瓦斯矿井负压控制在2000Pa内，高瓦斯矿井负压控制在3000Pa内，要努力做好矿井的“减阻降压”工作，争取实现低负压通风。如神东矿区某矿简化通风系统，将通风阻力由3000Pa降低为1200Pa后矿井漏风量由1250m3/min降低为650m3/min，基本杜绝了煤炭自然发火事故。

同时，对工作面合理分配风量，进、回风巷道尽量避免平面交叉，所有风门都建筑两道或两道以上，人行风门间距在5m以上，通车风门保证一列车长度，坚决杜绝单道风门或用挡风帘代替调节风门，以保证工作面风流稳定、安全、可靠。3、合理的工作面通风方式5、加强日常通风防灭火管理

对已回采的工作面采空区以及废旧的巷道要做到及时封闭，对井下发火隐患地点采取措施，积极做好预测预报工作。要求每旬至少检查一次采空区密闭的漏风情况，每周检查一次防火密闭内、外温度及有害气体变化情况，对发火隐患较大的地点可根据具体情况每隔1～3天检查一次，并随时进行现场采样，送分析室进行气体化验分析，发现问题及时处理。

对回采工作面开采线、停采线、进风道、回风道进行综合治理是预防采空区自然发火最有效的措施。回采工作面开采线采取放震动炮强制放顶，使其冒落严实；回采工作面停采线必须回撤干净，不留任何浮煤、木垛及其它可燃性支护材料。为了从根本上解决浮煤氧化，尽量降低采空区丢煤量，减少煤层暴露面。3、合理的工作面通风方式第二节堵漏与均压防灭火在矿井通风系统中，只要风路两端间存在压差，空气就要流动，从高位能流向低位能，其漏风量为：式中：Ql――漏风风路的漏风量，m/s；

Rl

――漏风风路的风阻，N·m2/s8；

△h――漏风风路起点与终点压差，Pa；

n――流态指数，层流状态下取n＝1；

紊流状态下取n＝2；过渡态n值位于1和2之间。

破碎煤在适当的漏风条件下就能够发生煤炭自燃，减少漏风、切断供氧条件是控制煤炭自燃的重要手段

一、漏风通道的风阻越大越好，即Rl→+∞

，才能控制煤的自燃；

二、使漏风通道两端的压差越小越好，即△h→0。

减少漏风的方法：（1）堵漏（2）均压

堵露是采用一些材料将一些漏风通道进行封堵，增加漏风风阻使漏风程度达到最小；

均压则是采用某些调节措施，改变通风系统内的压力分布，降低漏风通道两端的压差，减少漏风或不漏风。第二节堵漏与均压防灭火怎样使得Ql

→0一、封堵漏风

在煤炭氧化过程的热平衡关系中，漏风起两个方面的作用：一、向煤提供氧化所必须的氧气；二、带走氧化生成的热量。一般漏风量较小，主要是向煤提供氧化所需要的氧气，此时漏风是造成煤炭自燃最为关键的影响因素。测定漏风，找出漏风通道和漏风规律并进行堵漏是防止煤炭自燃的重要手段。第二节堵漏与均压防灭火1、漏风测定采用的技术：示踪技术

定义：示踪技术就是选择具有一定特性的气体做标志气体。利用风流或漏风作载气，在能位较高的漏风源释放，在其可能出现的漏风汇采集气样，分析气体，确定标志气体的流动轨迹，判断漏风通道，根据标志气体浓度变化计算风量或漏风量。通常采用六氟化硫（SF6）作为示踪气体来检测井下漏风通道和漏风量。1974年美国首次采用这一技术检测井下漏风，近些年我国也广泛应用这一技术来检测工作面漏风和矿井外部漏风，证明它是—种测矿井漏风有效的方法。

一、封堵漏风SF6无色、无味、无嗅，是不燃惰性气体。在扰动的空气中可以迅速混合而均匀地分布在检测空间内。这种气体不溶于水，无沉降，不凝结，不为井下物料表面所吸附，不与碱起作用，是一种良好的负电性气体。SF6的检出灵敏度高，使用带电子捕获器的气相色谱仪或SF6检漏仪均可有效地检出（检测精度可达8×10-12）。SF6在大气与矿井环境中的本原含量极低，约为10-14～10-15g/mL可以方便、准确地应用SF6进行矿井漏风检测。SF6的特点1、漏风测定一、封堵漏风SF6是一种理想的示综气体。（1）瞬时释放法

确定漏风通道和漏风速度。瞬时释放法是指在漏风通路的主要进风口瞬时释放一定量的SF6气体，然后在几个预先估计的漏风通路出口采取气样，通过分析气样中是否含有SF6以及探测到SF6的间隔时间来确定漏风通道和漏风速度。SF6瞬时释放法释放方式示意图1、漏风测定一、封堵漏风SF6示踪技术测定方法：瞬时释放SF6和连续稳定释放两种检漏法。例子：测试联络巷的漏风情况。在联络巷前（岩石平巷中）A处释放SF6，而在工作面进风侧B处和回风侧（回风平巷中）C处采取气样。分析测点有无SF6和SF6出现的时间。来确定漏风通道和漏风速度。测定方法与步骤：①首先根据矿井通风系统图分析可能的漏风通道、漏风源、漏风出口；②在地面将SF6气体装入球胆，带往选定的漏风源处释放SF6气体；③在漏风出口每隔一定时间用球胆或15mL的医用针管采集气样；④将采集的气样送实验室分析，测定SF6浓度。测定的仪器为气相色

谱仪，配有电子捕获检测器，以及2m长的5Å分子筛色谱柱；⑤根据气样分析结果确定漏风状况。一、封堵漏风SF6瞬时释放法测漏风

①准确把握第一次采样时间。在综合考虑SF6的释放地点与采样地点的距离、漏风风流的速度和SF6的扩散速度等因素的基础上确定第一次采样时间。一般讲，小范围的漏风区域可在放样5分钟以后开始采样，大范围的漏风区域不应超过30分钟。②合理安排采样间隔时间。同一采样地点需多次采取气样，两次采样的时间间隔初期可取5～10分钟，后期可以长一些。一般讲，同一采样点采样10次左右就足以检测出SF6的最高浓度点。③及时分析样品。样品中SF6的浓度随采样时间的增长而降低，所以采集到气样后应立即进行气样分析，最迟不能超过24h。④保证地面分析测试环境空气清洁。开展测试工作前要先对分析仪器的环境进行通风，确保该环境内不得含有SF6。灌装SF6的压气瓶一定不能与分析仪器放置在同一室内。主要技术要点：一、封堵漏风SF6瞬时释放法测漏风

实例：神华神东煤炭分公司补连塔煤矿煤层埋藏较浅，在回采工作面上方的地表出现裂缝，成为可能的漏风通道。为了确认是否有风流从地面漏入采空区，确定采用SF6瞬时释放技术补连塔煤矿进行了地面漏风测定。补连塔矿3202工作面是正在回采的工作面，3201工作面是已封闭的工作面。分别在这两个工作面对应的地表裂隙处释放SF6，并在3202工作面回风隅角和3201工作面回撤通道采集气样。气样采集时间、气样分析结果如下表所示。一、封堵漏风SF6瞬时释放法测漏风SF6释放时间采样地点采样时间SF6浓度（×10-6）漏风速度9:153202工作面回风隅角（此处基岩厚度120m，表土10m）9:300.0563.1~8.7m/min9:440.0769:570.02810:15010:28010:44010:57011:15011:300神东补连塔矿3202工作面地面漏风测定情况表一、封堵漏风SF6瞬时释放法测漏风SF6释放时间采样地点采样时间SF6浓度（ppb）漏风速度9:503201工作面回撤通道（此处基岩厚度70m，表土10m）10:000.0752.0~8.0m/min10:150.16610:300.06710:45011:15011:30011:45012:00012:15012:30012:450神东补连塔矿3201工作面地面漏风测定情况表一、封堵漏风SF6瞬时释放法测漏风

通过漏风测定，证实了补连塔煤矿确实存在地面漏风。据此，神东公司制定了对这些矿井的地表裂隙进行填埋处理的堵漏措施并认真落实，对地表漏风的治理取得了良好的效果。一、封堵漏风SF6瞬时释放法测漏风SF6瞬时释放法简单，易于实施，但不能用于漏风风量的定量测定。漏风风量的定量测定需采用SF6示综气体连续定量释放的漏风测定技术。

连续定量释放SF6测定漏风的原理：在需要检测的井巷风流中连续、定量、稳定地释放SF6示踪气体顺着风流方向，沿途布点采取气样分析SF6气体的浓度变化。如果沿途不漏风或者向外漏风，则沿途各点风流中的SF6浓度保持不变；如果沿途向内漏风，则沿途各点风流中的SF6浓度变化呈下降趋势。通过对采样点的SF6浓度变化的分析，即可求得漏风量，从而找出漏风规律。一、封堵漏风SF6稳定释放法设在R处释放SF6气体，在S点处采取气样。若SF6的释放流量为q

mL/min,若该气样经分析后的SF6浓度为C，则通过该采样点处巷道断面的风量Q（m3/min）可表示为：SF6连续定量测定漏风原理简图一、封堵漏风SF6稳定释放法通过多点采集气样的方式即可得出流经这些采样点处巷道断面的风量，风量之差即为巷道对应区间的漏风量。该方法的特点是不需测定巷道断面就可较准确地测出风量，而一般在工作面，由于巷道断面大，机电设备多，尤其是在运输机巷道，断面很难测准。测试点i+1测试点i一、封堵漏风SF6稳定释放法

漏风量、漏风率计算如下:式中：q——

SF6气体的释放量，m3/min；

αi

——

巷道i段的漏风率，%；△Q——

巷道中第i段的漏风量，m3/min；

Ci、Ci+1——

分别为各点的SF6气体浓度，%；释放点CiCi+1

连续稳定释放方法关键是要有一套能连续、稳定、定量释放SF6的装置。该装置必须有很高的可靠性，保证释放流量稳定在某一设定值，且能灵活的调节释放量。一、封堵漏风SF6稳定释放法12453中国矿业大学设计制作的SF6示综气体连续释放装置。该系统由示综气体钢瓶1、减压阀2、稳压阀3、稳流阀4及流量计5等组成。释放系统经过二级稳压、一级稳流，保证释放SF6气体的流量稳定、连续可调。该装置SF6的流量范围为20-200mL/min。连续稳定释放装置1—SF6储气瓶；2—级减压装置；3—稳压阀；4—稳流阀；5—流量计枣庄柴里煤矿2340（3）采煤工作面停采线及上分层采空区进行漏风测定。2340（3）工作面是一个第三分层高档普采工作面，工作面倾向长度140m，走向长度282m，测定时距设计停采线215m。释放量q为15ml/min，释放点R及采样点S1、S2……Sn布置如图。稳定释放20分钟后开始取样，取样后及时交地面化验室分析。漏风检测示意图一、封堵漏风SF6稳定释放法实例测点123456SF6浓度（1×10-6）3.453.403.343.333.262.11各测点SF6浓度表测段1～22～33～44～55～61～6距离（m）4020212710118漏风量（m3/min）6.47.91.49.2251．3276.5漏风率（%）1.471.790.3112.0454.6763.59测定结果记录表

测试说明2340（3）工作面总漏风量为276.5m3/min，工作面的有效风量率仅为36.41%，漏风情况相当严重；其中，第二分层停采线处的漏风量占全部漏风量的90%以上，测点5和测点6之间的巷道将是堵漏工作的重点区域。漏风量漏风率漏风量和漏风率计算2、堵漏措施在风门、通风巷道表面、巷道壁和煤柱等地方，修建密封设施。这些密封措施可能是建在煤壁等的外表面，也可能是喷注浆液材料到压实区或者充填区。采用混凝土灰浆和石膏灰浆来填实两密闭墙之间的区域，防止密闭漏风用尾矿或者其他材料制成的水泥浆来填充或者注入到火区。在煤柱中注入凝胶堵漏防火。一、封堵漏风将通往火区的漏风通道进行密封，特别对那些进风侧或者高风压的漏风通道进行封闭将非常有利于灭火。同时积极采用通风管理技术对火区进行均压，尽量使漏风量接近为零。堵漏方法有：无煤柱开采时防止漏风的主要技术措施有：（1）沿空巷道桂帘布在沿空巷道中挂帘布是—种简单易行的防止漏风技术，在国内外已经获得较广泛地应用，并取得了良好效果。帘布采用耐热、抗静电和不透气的废胶质（塑料）风筒布。其铺设方法有两种：一是在使用木垛维护巷道时，在木垛壁面与巷道支架的背面之间铺设风筒布（图4-2-5）；二是使用密集支柱维护巷道时，将风筒布铺设在密集支柱上（图4-2-6）。图4-2-5沿空巷道挂帘布堵漏风1─胶质风筒布；2─背板图4-2-6密集支柱胶质风筒布的铺放1─风筒布；2─背板；3─密集支柱一、封堵漏风（2）利用飞灰充填带隔绝采空区飞灰是火力发电厂在烟道中排出的尘埃。日本、波兰、美国除将飞灰广泛用作防止防火墙漏风的充填材料外，还将它作为防止采空区周壁漏风的充填隔离带材料：波兰把飞灰充入木垛内形成隔墙，或者先在沿空巷道的支架表面喷涂一层水泥白灰浆，待其固化后，打眼插上注灰管压注飞灰，最后在巷道表面喷涂含灰砂浆。（3）利用水砂充填堵漏水砂充填主要用于联络巷闭内、终采线等地点的堵漏。①联络巷闭内水砂充填堵漏防火。工作面推过联络巷以前，先于联络巷下端适当位置打上密闭，并在密闭上部及下部各留一泄水孔，上孔断面为0.5m×0.5m，下孔为0.3m×0.3m，两孔均用荆笆等材料封住，以挡砂泄水，从巷道中接管注砂。②终采线端头水砂充填堵漏。工作面停采以后，在终采线以外进、回风巷道的适当位置建密闭，密闭上留孔设荆笆，引管进行水砂充填。无煤柱开采时防止漏风的主要技术措施有：一、封堵漏风（4）喷涂塑料泡沫防止漏风将在常温下能够凝固的塑料泡沫喷涂到防火墙和巷道劈上，形成厚度为20~30mm泡沫塑料层。俄罗斯研制的尿醛塑料泡沫对煤、岩石、木材、金属和其他材料都能很好胶结，在地压发生变动时仍能保持隔绝性能；我国研制的矿用聚胺酯泡沫，可在极短时间（3s-5s）喷射发泡而凝固，具有难燃、抗静电、耐压、不透气的优良特性。一种目前国内较广泛使用的罗克休矿用堵漏材料，也是树脂泡沫聚合材料。通过高压风驱动多功能气泵，将树脂和催化剂吸入泵中，同时压入注射枪，两种液体经过注射枪加压以4:1的体积相混合、发泡，注入要堵漏的地点，瞬间发泡到原体积的25~30倍。使用井下动力源，输出压力可达17MPa。该材料具有良好的机械抗压性能，对于封堵煤层裂隙效果显著。无煤柱开采时防止漏风的主要技术措施有：一、封堵漏风矿用罗克休堵漏材料压注工艺无煤柱开采时防止漏风的主要技术措施有：一、封堵漏风（5）利用可塑性胶泥堵塞漏风英国利用螺杆式泵将一种半塑性不凝固的胶泥压入采空区矸石堆的缝隙中，形成4m宽的隔绝矸石墙。这种隔离带在巷道来压时，随着巷道的变形而变形，不会形成新的裂隙。（6）采取“均压”措施，减少漏风国内外普遍采用调节风压法（“均压”措施）防止采空区的漏风，方法简单，效果显著。无煤柱开采时防止漏风的主要技术措施有：一、封堵漏风均压技术分为几种类型？具体的措施包括哪些？二、均压防灭火

均压技术是在20世纪50年代由波兰汉·贝斯特朗教授首先提出。开始主要用于加速封闭火区的熄灭，在扑灭了几个长久不灭的大火区之后，该技术受到重视。60年代一些采煤技术发达的国家竞相采用，并多次获得成功。同期，我国也在淮南、辽源、开滦等矿区试用这一防灭火新技术。后来，在徐州、阜新、抚顺、平庄、六枝、芙蓉、大同、鹤岗等矿区逐渐推广。发展历程均压防灭火就是“以风防治火”即采用风窗、风机、连通管、调压气室等调压手段，改变通风系统内的压力分布，降低漏风通道两端的压差，减少漏风，从而达到抑制和熄灭火区的目的。该方法方法简单，成本最低，控制火势的发展常常立竿见影，深受现场欢迎。二、均压防灭火原理根据煤矿井下实施均压技术的区域是否封闭，均压技术可分为开区均压和闭区均压两种类型。用于封闭区的均压可防止遗煤自然发火和加速火灾熄灭，用于开区的均压可以抑制工作面后部采空区遗煤自燃的发展，并可消除火灾气体的威胁。。第二百三十七条采用均压技术防灭火时，应遵守下列规定：（一）应有完整的区域风压和风阻资料以及完善的检测手段。（二）必须有专人定期观测与分析采空区和火区的漏风量、漏风方向、空气温度、防火墙内外空气压差等的状况，并记录在专用的防火记录簿内。（三）改变矿井通风方式、主要通风机工况以及井下通风系统时，对均压地点的均压状况必须及时进行调整，保证均压状态的稳定。（四）应经常检查均压区域内的巷道中风流流动状态，应有防止瓦斯积聚的安全措施。二、均压防灭火规程规定1、开区均压

开区均压通常是指在生产工作面建立的均压系统，其特点是在保证工作面所需通风风量的条件下，通过实施通风调节，尽量减少向采空区漏风，抑制煤的自燃，防止一氧化碳等有毒有害气体涌入工作面，从而保证正常生产的进行。二、均压防灭火开区均压的措施有：（1）调节风窗均压（2）局部通风机均压（3）调节风窗与局部通风机联合均压（1）调节风窗均压适用于工作面采空区内形成的并联漏风方式。通常在工作面的回风巷内安设调节风窗，使工作面内的风流压力提高，以降低工作面与采空区的压差，从而减少采空区中气体涌出。适用于采空区内已有自燃迹象，并抑制采空区中的火灾气体（一氧化碳等）涌到工作面，威胁工作面的安全生产。安设调节风窗后，通风巷道的压力如图

所示。安设调节风窗以后，风窗前的压力升高，采空区与工作面的压差就降低，采空区内的气体就不易涌出。其降低值取决于可调节风门的风阻大小。安设调节风门的巷道中的压力分布二、均压防灭火调节风窗（2）局部通风机均压有时为提高风路的压力，需在风路上安设带风门的风机（即辅助通风机），利用风机产生的增风作用，改变风路上的压力分布，达到均压的目的。如图所示。图

局部通风机调压原理二、均压防灭火（3）调节风窗与局部通风机联合均压工作面采空区内部的漏风通道有时是比较复杂的，当相邻为采空区时，还有外部漏风，这些漏风最后都要经过经回采工作面上隅角排出。因此采空区的自燃征兆往往是从上隅角表现出来的。

调节风门与扇风机联合均压常常采用工作面进风巷安设辅助通风机而回风巷安设调节风门的联合均压措施。二、均压防灭火风窗-风机联合增压调节示意图：C处安设了辅助通风机，能够有效增加该点至D点之间的风压；而D处安设了调节风门，使通风阻力增大，该点之后风压明显减少。这样能够提高C、D两点之间的风压，同时又能降低二者之间的压差，可有效避免漏风进入工作面，为回采提供了安全保障。二、均压防灭火（3）调节风窗与局部通风机联合均压

枣庄柴里矿2342综放工作面采空区与2343采空区连为一体，采空区漏风压差较大，漏风通道较畅通。为使整个采空区处于均压状态，抑制火灾气体涌入2342综放工作面，阻断向采空区的漏风供氧，该矿决定采取综放工作面升压措施，均衡采空区主要漏风通道两端的风压。即在2342综放工作面采用风门与局部通风机联合的均压方法。在回风胶带运输机道建两道调节风门，在进风材料道建两道风门并安装了局部通风机向综放工作面压风。此时综放工作面进风量为568m3/min，空气压力提高了200Pa，具体布置如图所示。采用了该方法后保证了该工作面的安全回采。二、均压防灭火（3）调节风窗与局部通风机联合均压实例2、闭区均压所谓闭区均压，就是对已经封闭的区域进行均压，它一方面可以防止封闭区中的煤炭自燃，又可加速封闭火区的熄灭速度。

常用的闭区均压技术措施有：并联风路与调节风门联合均压调压风机与调节风门联合均压连通管均压。二、均压防灭火（1）并联风路与调节风门联合均压封闭区(F)进回风口5、8两点的压差过大,如压能图(b)所示，漏风严重,以致有自然发火的危险。为了控制漏风采取了两项措施，如图(a)所示，取消了5--8上山内的两道密闭，使之成为与封闭区漏风并联的通道；同时在8--9区段内构筑调节风门4，将通过5--8上山的风量限制在最小的范围之内。。闭区进回风口5、8两点压差显著减小，漏风量降低，这样就消除了封闭区自然发火的危险。如果封闭的是个火区，当然也会加速火的熄灭。封闭区漏风及其压能示意图（a）5、8两点压差大造成封闭采空区（F）内漏风严重；（b）封闭区（F）压能图2、闭区均压（2）调压风机与调节风门联合均压当上山5—8区段的风量不允许控制时，为实现对封闭的采空区(F)进行均压，可在封闭区的两端进回风口采取调压风机与调节风门联合组成均压峒室的方法。2、闭区均压启动通风机后，调节风门窗口的大小以消除原有密闭墙内外的压差，从而阻止了通过密闭墙的漏风。密闭内外压力的均衡，可由安设于调节风门之外的“U”形水柱计显示。这里应当注意，封闭区两侧的均压峒室是有区别的：进风侧是负压峒室，调压通风机抽出式工作；回风侧是正压峒室。

这种均压方式用于已经封闭的火区，限于条件，无其它适当的均压方法时才考虑使用，因为通风机运行消耗电能、经济上很不合理。另外，一旦发生故障，通风机停止运行，均压作用消失，措施的可靠性较差。2、闭区均压（2）调压风机与调节风门联合均压调压风机与调节风门联合均压图（a）在封闭区的进回风侧建立均压硐室A与B；（b）负压均压硐室；（c）正压均压硐室；（d）负压均压硐室压能图；（e）正压均压硐室压能图①—调节风窗；②—均压风机；③—水柱计（3）连通管均压在可能发生煤炭自燃的封闭区（F）的回风侧密闭外面，再加筑一道密闭墙。然后，穿过外部密闭墙安设直径为300~500mm的金属管路(1'、2')直通地面。在管路上安设调节阀门，或者在外部密闭墙上构筑风窗调节孔，以控制通过连接管的风量。使其阻力h1-2与进风1-2-5区段的阻力(h1-5)相等，则封闭区进回风两端(5、2')的压能一样而漏风消失。

2、闭区均压①—加筑的密闭墙；②—连通管；③—调节阀门图

连通管均压（a）连通管均压布置图；（b）将连通管视为一条风路；（c）连通管均压压能图①—加筑的密闭墙；②—连通管；③—调节阀门如果将连通管各作一条风流支路，按网路图展开如图所示，从此图上可见封闭区处于角联支路上，通过相邻支路风阻的调节不仅可以使其漏风风流停止流动，而且可以根据需要调节其风流方向。所以，连通管均压措施实质上也是改变通风系统均压的—种方法，连通管均压的压能图如图(c)所示。2、闭区均压（3）连通管均压第五节阻化剂防火阻化剂是阻止煤炭氧化自燃的化学药剂，又称阻氧剂。阻化剂防火技术是利用某些能够抑制煤炭氧化的无机盐类化合物如氯化钙（CaCl2·6H2O）、氯化镁（MgCl2·6H2O）、氯化铵（NH4Cl）、水玻璃（xNa2O·ySiO2）等喷洒于采空区或压注入煤体之内以抑制或延缓煤炭的氧化，达到防止煤炭自燃的目的。第五节阻化剂防火阻化剂防火原理目前对阻化剂防止煤炭自燃的机理研究还未形成一致的共识，有三种学说：（1）吸水盐类的液膜隔氧学说；（2）提高反应物之间活化能的副催化学说；（3）封闭煤间裂隙、减少漏风及副催化作用结合的凝胶阻燃学说。其实，从煤氧化自燃的基-链式反应过程来看，可以说是多种因素综合作用的结果。第五节阻化剂防火阻化剂防火原理隔绝煤与氧气的接触。阻化剂一般是具有一定粘度的液体或者液固混合物，能够覆盖包裹煤体，使其煤体与氧气隔绝。保持煤体的湿度。阻化剂一方面含有水份，并且一些阻化剂具有吸收空气中的水份使煤体表面湿润的功能，这样煤体的温度在有水分的作用下就不容易上升。阻化剂作为一种化学成分加入到煤的自由基链式反应过程中，生成一些稳定的链环（也有学者提出是与煤分子发生取代或络合作用），提高煤表面活性自由基团与氧气之间发生化学反应的活化能，使煤表面活性自由基团与氧气的反应迅速放慢或受到抑制，从而起到阻止煤炭自燃的作用。加速热量的散失，这表现在两个方面，一方面阻化剂本身导热性相对于煤体，特别是破碎的煤体要好，另一方面是阻化剂内水份的蒸发要吸收大量的热。从上面几个方面可以看出，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。阻化剂阻化防火机理主要可总结为以下几个方面：1966年美国一篇专利报导，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年硬化阻化剂诞生，它由MgCl2、MgO和浆土组成，其中硬化剂液体的比重超过1.22，并用高分散性的矿碴或其它增厚剂（能增加胶乳粘度的物质）充当稳定剂。将此种溶液注入煤、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Aertsol，它是用天然石膏（CaSO4·2H2O）锻烧除去结晶水后的粉状物，经试用效果明显。1970年联邦德国使用氯化钙（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（MgCl2：3.2%、CaCl2：16.8%、Mg(OH)2：10%和70%的水）成功地扑灭了一次自燃发火，MgCl2、CaCl2被视为良好的阻化剂。第五节阻化剂防火发展历程（国外）我国最早研究阻化剂是抚顺煤科分院，从上世纪七十年代开始，他们就做了大量的实验室与现场研究，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研究，初步确定了适合我国不同煤种的新型阻化剂，并且在辽宁平庄、沈阳西矿区进行了井下防火工业性试验。八十年代后在辽宁抚顺、新疆乌鲁木齐、山东兖州、枣庄等矿区利用阻化剂防火也取得较好的效果。进入90年代，进—步开发了汽雾喷洒工艺及新型阻化剂的研究与开发，扩大了阻化物质的渗透能力和范围，提高了防火效果。目前阻化剂防火技术已在我国几十个矿井单独使用，或者与其它防灭火措施配合使用。第五节阻化剂防火发展历程（国内）第二百三十五条采用阻化剂防灭火时，应遵守下列规定：（一）选用的阻化剂材料不得污染井下空气和危害人体健康。（二）必须在设计中对阻化剂的种类和数量、阻化效果等主要参数作出明确规定。（三）应采取防止阻化剂腐蚀机械设备、支架等金属构件的措施。第五节阻化剂防火煤矿安全规程规定：阻化剂的评价指标及其影响因素1、阻化剂的评价指标

阻化剂的评价指标包括有阻化率和阻化衰退期。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量的百分比称为阻化率（E），即式中

E――阻化率，%；

A――煤样未经阻化处理时，在温升（100℃）试验中通

入净化干燥空气（160ml/min）时放出的一氧化碳

（CO）的浓度，10-6；

B――煤样经阻化处理后，有上述相同条件下，放出的CO的浓度，10-6。第五节阻化剂防火

根据标准的规定，阻化率的测定所需仪器设备包括以下几部分：（1）检验装置，如图4-5-1所示；（2）圆盘粉碎机；（3）标准筛，孔径为0.35mm～0.56mm；（4）鼓风干燥箱；（5）托盘天平，感量为0.5g；（6）实验室常用玻璃器皿。图4-5-1阻化剂检验装置示意图1、阻化剂的评价指标第五节阻化剂防火1）阻化率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量之比的百分率来确定的，其计算公式与上式相同。在阻化率定义中，以100℃作为测定时的标准温度，这种方法存在一定的不足之处：第一，在100℃情况下，在有氧环境下，煤氧化释放CO产生量是随着时间增加的；第二，阻化剂对煤自燃阻化不是仅仅在某一温度下起作用，而是对整个煤自燃过程都有阻化作用，并且在不同温度和时间段其阻化效果和起阻化作用的机理是不相同的。1、阻化剂的评价指标第五节阻化剂防火1）阻化率

近年来，新的阻化剂产品不断推出，突破了以往经常使用的吸水盐类阻化剂的限制，新型阻化剂的阻化率也不断增加，如北京科技大学研制的高分子高聚物阻化剂，在实验室进行测定，90℃时，阻化率高达100%；110℃时，阻化率也在85%以上。阻化率表示阻化剂阻止煤炭氧化的能力，阻化率越大，该阻化剂阻止煤炭氧化的能力越大。但并不是阻化率高的阻化剂一定有很好的效果，还需要另一个参数——阻化衰退期即阻化寿命来进一步确定。1、阻化剂的评价指标第五节阻化剂防火

2）阻化衰退期（阻化寿命）煤炭经阻化处理后，阻止氧化的有效日期为阻化衰退期，也称为阻化剂的阻化寿命。阻化剂的阻化寿命越长，其阻化率下降的速度越慢。阻化剂折阻化寿命检验与阻化率检验步骤基本相同，但阻化煤样的制备有所不同。每次检验要进行300min，然后打印曲线，计算阻化寿命。

理想的阻化剂应为阻化率高、阻化寿命长的阻化剂。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，阻化剂防火不是一劳永逸的措施，应在其阻化寿命结束前补注阻化剂（或采用其它措施，如采取注水措施）来维持其阻化功能。1）煤质（煤种）煤的种类对阻化剂有一定的选择性，如水玻璃和氢氧化钠对含硫较高的煤的阻化效果较好，碱土金属的氯化物，如氯化锌、氯化镁等对非高硫煤的阻化效果较好。另一方面，浓度相同的阻化剂对不同的煤有不同的阻化效果。

2、阻化剂效果的影响因素第五节阻化剂防火阻化剂的效果与煤种、阻化剂的溶液浓度和使用的工艺有关。褐煤褐煤最适阻化剂浓度(%)阻化率(%)最适阻化剂浓度(%)阻化率(%)工业氯化钙1070～80工业氯化钙1060～702075～902070～90卤块、片、粒1050～60卤块、片、粒1050～602060～802060～80气煤高硫烟煤最适阻化剂浓度(%)阻化率(%)最适阻化剂浓度(%)阻化率(%)工业氯化钙1040～50水玻璃10802045～602090卤块、片、粒1040～50卤块、片、粒10802045～60不同煤种的阻化剂类型及参数

2、阻化剂效果的影响因素

2）阻化剂的溶液浓度阻化剂的阻化效果与阻化剂的浓度密切相关。实验表明：10%浓度的MgCl2在实验温度100℃时的阻化率为36.2%，20%浓度在实验温度100℃时阻化率为51.75%。因此在使用阻化剂防火时，应该注意其使用浓度。3）工艺过程理论和实践都表明，煤体压注比表面喷洒的效果要好。前者，在高压的作用下阻化剂的溶液可以渗透至孔隙内部；后者只能润湿煤块的表面。

2、阻化剂效果的影响因素第五节阻化剂防火阻化剂的选择及其参数的确定1、阻化剂的选取煤矿对阻化剂的选择必须采取谨慎的态度。阻化剂选择的好坏，不仅影响阻化效果和经济效益，而且对井下安全也有重要的影响。在选择阻化剂时，应综合考虑以下5个方面：阻化率要高。阻化率是衡量阻化剂阻化效果的一个重要指标。阻化率值愈大，阻止煤炭氧化能力愈强。因此，阻化率是阻化剂选择的重要指标。阻化衰退期要长。阻化衰退期即煤炭经阻化处理后，阻止氧化的有效日期，也称为阻化剂的阻化寿命。从此可以看出，寿命与阻化率有密切关系。阻化剂的阻化率高，阻化寿命长，是理想的阻化剂。阻化率虽高，但抑制煤的氧化的时间很短，即阻化寿命短，则不能认为是良好的阻化剂。因此，在选择阻化剂时，即要考虑阻化率，也要考虑阻化寿命长。第五节阻化剂防火安全性好，费用低。选择的阻化剂及其溶液应是无毒、能防止在灭火过程中可能发生的瓦斯爆炸，并不污染井下环境，且费用又较低。来源可靠，供应充足，运输方便。井下采用的阻化剂防灭火，其用量较大，因此来源必须可靠，供应充足，否则要贻误生产。另外，运输也不能过远，而且要方便，否则会增加吨煤成本。所以，在综合考虑阻化率、来源可靠、运输费用及成本等方面的同时，应优先就地就近生产的阻化剂。对井下设备、设施腐蚀性小。酸碱物质溶液对井下设备、设施的腐蚀作用不可忽视。为保证设备、设施安全正常运转、维修量小，延长使用寿命，要尽量选用腐蚀性小的阻化剂。目前，国内外主要使用的阻化剂为吸水盐类阻化剂，如氯化钙（CaCl2）、氯化镁（MgCl2）等，该类阻化剂阻化效果好、价格便宜且储运方便。阻化剂的选择及其参数的确定1、阻化剂的选取第五节阻化剂防火2、阻化剂参数的确定1)阻化剂溶液的浓度阻化剂的浓度是影响防火效果和工作面吨煤成本的重要参数，可用下式计算：式中：ρ

――阻化剂溶液浓度，%；C――阻化剂溶液量，kg；T――阻化剂量，kg；V――用水量，kg。阻化剂溶液的浓度是影响阻化效果和吨煤成本的重要因素。在保证阻化效果和阻化剂寿命的前提下，应尽量降低其浓度，合理的浓度应根据煤的自然发火通过试验确定。阻化剂的选择及其参数的确定第五节阻化剂防火

2）工作面喷洒量

遗煤的吸收阻化剂溶液的数量，称为遗煤吸液量。因此阻化剂的喷洒量取决于遗煤的吸阻化剂量和丢失煤量。工作面上、下隅角、停采线附近以及巷道煤柱破碎堆积带等重点防火区域，要增加喷洒阻化剂量，即在计算阻化剂的喷洒量时，应考虑一个富裕系数。工作面一次喷洒阻化剂量可按下式计算：式中

V――回采工作面一次喷洒阻化剂的阻化剂量，m3；K1――易自燃部位阻化剂液喷洒富裕系数，一般取1.2；

γc

――采空区遗煤容重，t/m3；L――工作面长度，m；S－一次喷洒宽度，m；h――遗煤厚度，m；A――遗煤吸阻化剂量，t/t煤；γ――阻化液的容重，t/m3。阻化剂参数的确定

遗煤的吸液量与煤的粒度分布、阻化剂溶液的浓度和煤的质量有关。一般是在采空区分段（每10m～20m一段）采取遗煤样（每段取4个）按粒度分级，选出4种不同粒度的煤样（0.6mm以下；0.6mm～5mm；5mm～15mm；15mm以上）。然后分别与10%和20%浓度的阻化液试验求出其吸液量。煤的粒度越小，吸液量越大；阻化剂溶液浓度越大，煤的吸液量也越大。同时在用上式计算阻化剂的喷洒量时，应根据采煤方法的不同以及采空区的实际情况增加用量。关于喷洒阻化剂液量的计算还要考虑采煤方法的不同，厚煤层开采，留有护顶煤时，采空区内遗煤量大，参照上式计算阻化剂量时，要加大遗煤厚度和喷洒长度。分层开采工作面，计算第二分层工作面所需喷洒阻化剂时，要考虑顶板积存的浮煤。另外，除喷洒外，对上分层已形成的高温点要打钻压注阻化剂，其用阻化剂量且要根据具体情况增加。2）工作面喷洒量阻化剂防灭火工艺阻化剂防火工艺分三类：

一是在采煤工作面向采空区遗煤喷洒阻化剂液防止煤的自燃；

二是向可能或已经开始氧化发热的煤壁打钻孔压注阻化液；

三是汽雾阻化剂，借助漏风方向向采空区送入雾化阻化剂。第五节阻化剂防火1、喷洒阻化剂

喷洒阻化剂，即在采煤工作面向采空区或工作面喷洒阻化剂溶液。为此，需建立喷洒系统。喷洒系统一般分为三种形式：临时性喷洒系统、半永久性喷洒系统和永久性喷洒系统。而其中以半永久性喷洒系统使用最为广泛。

如采用喷洒工艺，要在采空区建立半永久性的储液池或专用矿车做成临时性储液池以构成喷洒系统，下图为简易的工作面喷洒系统示意图。工作面喷洒工艺可采取下列方式进行：把喷洒工作安排在检修期间进行，阻化剂的喷洒以工作面下部为主，上部可喷洒清水，工作面上下喷枪相向喷洒。半永久性的喷洒系统以水泥料石砌筑的储液池代矿车以供使用，其它设备与简易系统相同。阻化剂防灭火工艺简易喷洒系统示意图1－供水管路；2－阻化剂车；3－水泵吸液管；4－压力表；5－洒液泵；6－输液管；7－阀门；8－胶管；9－喷枪

半永久性喷洒系统一般服务于储液池附近的几个工作面；临时性喷洒系统只是用矿车做储液容器代替储液池；而永久性喷洒系统则是在地面或水平大巷建立大容量储液池。永久性喷洒系统可服务于一个水平，临时性喷洒