兖矿综合机械化放顶煤工作面煤层自然发火防治技术

兖矿综合机械化放顶煤工作面煤层自然发火防治技术我国煤层自然发火情况严重，据统计国有重点煤矿中大约有 56%的矿井存在煤层自然发火危险，而特厚煤层开采自然发火更为严重。近年来，随着我国特厚煤层综采放顶煤技术的试验和推广，煤炭的产量和效益大幅度提高，日产原煤高达 1.01.6 万 t ，日产值达 200 多万元，工作面设备投资在 40005000 万元，年产 500 万 t 的矿井基本上可实现一矿一面，确保工作面安全生产显得尤为重要。但这种采煤法的开采强度大、采空区遗留残煤多、冒落高度大、漏风严重，随之出现了难以解决的火灾、 瓦斯、粉尘等一系列问题。 据统计，我国煤矿有 50% 以上的综采放顶煤工作面存在着自然发火危险，严重威胁着矿井的安全生产。因此，防灭火技术的研究工作也是综放工作面安全生产的关键之一。1、我国煤层自然发火防治技术概况1.1 防灭火技术20 世纪 50 年代我国开始研究并在煤矿推广黄泥灌浆防灭火技术，60-70年代研究阻化剂防火、均压通风、高倍数泡沫灭火等技术，80 90 年代研究矿井自然发火预测系统、惰气防灭火、快速高效堵漏风、带式输送机火灾防治等技术，并逐步形成适应普通采煤法和高产高效采煤法的综合防灭火技术。目前我国煤矿煤层开采时期采用的火灾防治技术措施，从总体上说有惰化、阻燃、堵漏、降温及其综合防治技术，共同发挥作用来实现防灭火的目的。惰化防灭火技术惰化技术主要是指将惰性气体送入拟处理区，抑制煤自燃的技术。主要用在当发生外因火灾或因煤自燃火灾而导致的封闭区。我国研制了燃油型 DQ150、DQ1000 型惰气发生装置，装备了我国煤矿救护队，成为灭火救灾的重要设备。 此外还研制了 BGP200 型高倍发泡机以及YZWP180 型惰泡发生装置。近年来，注氮防灭火技术已在我国煤矿迅速推广应用。除部分煤矿用深冷固定制氮机组和管输下井注氮系统外，有些矿井开始装备近年来新研制的地面移动式碳分子筛变压吸附制氮机组（BXND500 型、KYZD800 型）、井下移动变压吸附制氮机组（JXZD400)、膜分离制氮机组（ KMDS600 型）等。由束管监测系统连续监测测定，确定采空区氧化、自燃、窒息三带宽度后，用埋管或打钻向采空区自燃带连续注氮，惰化自燃带，达到防火的目的。在扑灭巷道火灾中，建临时密闭后，向封闭区注氮气，使火区气体氧浓度降至10%以下可灭明火，降至 1 2%可快速灭火，燃烧深度大的火源，注氮量应达到火区体积的 23 倍。阻燃物质防灭火技术阻燃物质防灭火技术主要是指将一些阻燃物质送入拟处理区，从而达到防灭火目的。除已作为常规防灭火措施使用的黄泥浆外，近年来发展起来的有粉煤灰、 页岩泥浆、选煤厂尾矿浆、 阻化剂和阻化泥浆等，已经得到较广泛的应用。堵漏风防灭火技术工作面推过后，及时封闭和采空区相连通的巷道、无煤柱工作面顺槽巷旁充填隔离带、隔离煤柱裂隙注浆堵漏风等均属于堵漏风防灭火。我国近年研究了双料型高水速凝充填料和液压快速注浆设备，并进行了无煤柱工作面顺槽巷旁充填隔离带的试验，已获成功。 还研制了 KBJ一 100/5,KBJ一 50/3 型速凝粉煤灰浆设备和注浆工艺，灰浆输送距离达 800m，用于构筑永久密闭、煤壁裂隙、巷道高冒区灌注、胶结等作业。该设备和材料还可用于快速构筑密闭。灾变时期风流稳定、控制及救灾指挥技术我国研究火灾时期风流稳定性和风流控制还处于建立物理数学模式进行通风网路解算和灾变风流模拟的阶段，未达到实用化阶段。近年来还开展了救灾专家系统的研究，试图将众多防灭火专家的技术经验，经计算机软件形成人工智能，组成救灾专家决策系统，以便在各火灾发生时快速选择救灾方案，避免人为因素的片面性。由于该研究的工作量大、难度大，还没有正规产品间世。自动防火监控风门、自控防火水幕也是开发研究的内容，已达实用化阶段。1.2 火灾的预测预报技术煤自然发火危险性的判定20 世纪 80 年代前，煤自然发火危险性的判定沿用前苏联的着火温度法鉴定煤自然发火倾向，其结果和开采后证实的情况基本相符，但对于高硫煤差异较大。近年来，研究色谱动态吸氧法测定吸氧量和吸氧速度，判定自然发火倾向，并研制了ZRJ1 型色谱自燃性测定仪，在煤矿已推广使用。在研究煤的自然发火期及其影响因素中，近年来采用了 2 种技术途径：一是用煤堆实验装置在模拟条件下测定并解算发火期；二是测定煤的吸氧速度、氧化反应速度，以热传导及热平衡原理推算最短自然发火期，并结合地质、开采、通风等影响因素的修正系数确定煤的发火期。自然发火预测预报(1)预测预报指标过去矿井火灾预测预报指标主要采用 CO，但最新研究表明 CO 已不是在任何情况下都可作为惟一的和最灵敏可靠的判别煤自燃火灾的指标。最新的研究结果为：使用 CO、C2H4换行 及 C2H23个指标，综合地将煤自然发火分为 3 个阶段： 矿井风流中出现 10-6 级 CO时的缓慢氧化阶段； 出现 10-6 级 CO和 C2H4时的加速氧化阶段； 出现 10-6级 CO、C2H4和 C2H2的激烈氧化阶段，此时即将出现明火。应用这 3 个指标，不仅可预测火灾，而且还可判别其阶段，据此而采取不同的防灭火技术措施。本项技术已在较多矿井中得到应用，但对不同的煤层必须分别进行模拟实验，优选其指标的具体应用值，才能正确地应用该项技术。(2)预测预报手段预报自然发火的手段，在20 世纪70 年代前是用井下人工采气样、地面仪器分析，并结合温度检测和人的感知来判断发火危险性。80 年代煤矿普及气相色谱分析方法，并研究应用束管监测系统抽吸井下气体、地面集中分析、微机自动数据处理和预报自然发火。束管监测系统已成为工作面自然发火预报和采空区注氮防火的主要监测手段。外因火灾检测系统我国煤矿近年曾发生胶带输送机或机电硐室火灾，并造成重大经济损失或人员重大伤亡。为此，近年相继开发出几种装置和仪器设备，如煤炭科学研究总院重庆分院研制开发的KHJ1 型矿井火灾监控系统及自动灭火装置以及MPZ1A 型胶带输送机自动灭火装置， 它们由速差、温度、烟雾、紫外线、热敏电缆等5 种传感器和电源控制箱联接，控制箱由单片微机实现监测控制、智能判断、控制喷洒泡沫或水喷雾灭火，为我国煤矿外因火灾的预测预报及防治增添了新的手段和能力。这些系统都是我国自己研制开发的产品，适应我国的具体情况，可供有关矿井选用。2、煤层自然发火机理2.1 煤体自燃的起因和过程煤自燃的发生和发展是一个极其复杂的动态变化的物理化学过程，其实质就是一个缓慢地自动放热升温最后引起燃烧的过程。该过程的关键有两点：一是热量的自发产生；二是热量的逐渐积聚。导致煤在常温下产生热量的因素很多，如水对煤的润湿热、煤分子的水解热、煤中含硫矿物质水解及氧化热、煤中细菌作用放出的热量、煤对氧的物理吸附热、煤对氧的化学吸附热以及煤与氧的化学反应热等等。这些因素对于煤体自发产生热量都起着一定的积极作用，在某些条件下甚至是决定性的作用。但大量的研究工作发现煤的自燃主要是由煤氧复合作用放出热量而引起，煤与空气接触后首先发生煤体对氧的物理吸附，之后又发生煤氧化学吸附和化学反应。导致煤体自燃除热量的自发产生之外，另一关键要素就是自发产生的热量被逐渐积聚。煤体自燃所需热量的积聚不但与煤氧复合作用放出热量有关，还与煤体的散热条件有关。实际条件下，煤体的放热与煤体表面活性结构种类和数量、煤体的温度、氧气浓度等因素有关；自燃煤体的散热条件则主要包括煤体的空隙率、漏风强度以及周围环境的温度等。当煤体的放热量大于煤体的散热量时，煤体热量被积聚，煤体温度上升；当煤体放热量小于散热量时，则煤体温度保持稳定。煤体热量积聚过程，也就是煤体自然的发展过程，而自燃正是煤体放热与散热这对矛盾运动发展过程的结果之一。综上所述，煤自然发火主要是由空气渗透进入松散煤体，空气中的氧与煤分子表面的活性结构接触， 发生物理吸附、化学吸附及化学反应，同时放出热量， 在一定的蓄热环境下， 煤体不断地氧化、 放热、升温，当煤温超过临界温度后，煤体继续升温，达到煤的着火点温度，最终导致煤体燃烧。巷道在掘进过程中，煤体暴露于新鲜空气中，在采动压力作用下受压而破碎、离层，风流在各种动力作用下渗透进入煤体，使煤体氧化放热。当煤体放热速率大于周围环境散热速率时，引起升温，最后导致自燃。由于巷道煤层所处位置、松散煤体堆积形态、漏风动力、散热条件等与一般煤层不同，具有自己的特性，尤其是综放无煤柱开采。因此，巷道煤层自燃除了具有一般煤层自燃的共性之外，还有自己的特性。2.2 煤层自燃特点由于受煤矿开采条件及采煤工艺的限制，工作面布置走向长度大，上千米煤巷采用综掘一次完成，因而巷道煤体暴露于空气的时间较长，一般均超过煤层最短自然发火期。巷道内因火灾大多起始于距巷道表面一定深度的中部。在采动压力的作用下，暴露面处的煤体破碎程度较大，漏风阻力小，漏风强度较大，超过引起煤自燃的上限漏风强度，热量不能积聚，无法形成自热高温点；离暴露面较远的深部煤体，由于漏风通道不畅通，漏风阻力较大，氧气渗透到该处时浓度已很小，低于煤自燃的下限氧浓度，处于窒息状态，亦无法形成自热高温点；而在距暴露面一定深度的中部，漏风强度适中，风流速度慢，氧气浓度适宜，最容易满足煤自燃的条件而形成自热高温点。煤体导热性差，火源隐蔽，往往是在发现巷道煤体表面温度异常时，内部火势已形成。自燃火源点逆着风流方向发展，有害气体顺着风流方向流动，有时只见有毒有害气体而不见明火，使寻找火源点的工作非常困难。巷道外因火灾，火势发展迅猛，很快就会形成大火，但只要氧浓度小于 12火势就熄灭。在发火初期只有着火处煤温很高， 由于煤（岩）体导热性差，周围煤（岩）体的温度升高缓慢，煤体的热容量小，因此出现外因火灾初期， 火势易于扑灭。巷道松散煤体自燃火灾则不同，它是煤氧结合放出热量引起自然升温而形成的火灾，由于煤体的长期氧化，逐渐地向周围煤（岩）体散热，同时自身热量也逐渐积聚，煤（岩）体温度升高，储存了很大的热能，火源点周围煤（岩）体的温度很高，欲降低如此大范围高温煤（岩）体的温度难度很大，且易使暂时扑灭的火灾复燃。井下巷道属于半封闭空间，煤自燃产生的有毒有害气体和灭火时产生的水蒸气等只能朝一个方向移动，救灾人员工作空间回旋余地小，给救灾人员带来很大威胁。厚煤层综放开采顺槽沿底板掘进，巷道顶煤自然发火较多，火源位置高。顶煤受矿压和采动影响，易破碎离层；有些煤层煤质松软，掘进过程中时常冒顶形成空洞区；有的上分层已采，下分层采用综采放顶煤技术，由于煤层起伏变化、中间煤层破碎等原换行 因，使综放顺槽与顶部采空区连通。无煤柱开采留小煤皮的沿空巷道与邻近层采空区连通，火源沿巷道顶板及沿空侧（或顶部）采空区发展迅速，火势控制困难。两道顶煤在回采前破碎区已受到长时间的氧化升温，由于端头顶煤放出率低，该顶煤垮落采空区后，产生58m 宽的丢煤带，采空区这 2 条遗煤带相对其他地点温度更高，自然发火期缩短；当接近停采线时，为了撤架而不放顶煤，使得采空区形成较大面积悬空，且留有大量浮煤，而撤架时间又较长，使自燃性增强。当相邻综放面沿空送巷和回采时，由于一次采落煤层厚度大，采动影响范围广，相应漏风量增加，容易引起巷道自燃火灾。巷道自然发火主要发生在巷道高冒区、地质构造带、煤体破碎带、裂隙发育之处，以及巷道有突变的区域（巷道变形、起伏、扩大、缩小、转弯、分叉、汇合及巷道内安设风门、 风窗、风嶂、堆放杂物等）。这些区域漏风强度变化较大，浮煤易自燃。2.3 煤自嫩的危险区域采空区遗煤带工作面开采初期，以工作面开切眼附近采空区为主；工作面开采过程中，以靠近工作面顺槽的相邻采空区遗煤带为主；工作面停采撤架期间，以停采线附近采空区为主。巷道顶煤极易自燃区为煤巷顶板局部高冒区、煤巷地质构造破坏区、煤巷起坡破碎区、煤巷煤柱沿空侧废弃硐室及开切眼、停采线；易自燃区为煤巷地质构造轴部破碎区、巷道硐室及溜煤眼、煤巷顶部破碎区、工作面回采期间煤巷超前变形区；可能自燃区为煤巷上帮中部破碎区、煤巷上帮上部破碎区、煤巷下帮破碎区。3、煤层自然发火防治技术3.1 胶体材并防火技术凝胶堵漏技术凝胶是具有粘塑性的胶体化合物，它由主剂和促凝剂两种溶液经混合后反应而形成。其混合液在凝固前粘度近似于水，但渗透到煤和岩石裂隙中，成胶后粘度则是水的1500 倍能有效地防止漏风，如主剂浓度为 6的 100mm 厚的胶体层可抵抗4000Pa 的空气压力，因而凝胶是一种很好的 “内部堵漏 ”材料，用来进行顶板裂隙的封堵及冒落空洞的充填，效果很好。凝胶除密封性能外，还具有良好的固水和吸热降温性能，因而也常用作直接的灭火材料。凝胶压注工艺简单，操作方便，如图 441 所示。系统采用 TBW 50/15 型泥浆泵 2 台； 0.5m3 水箱 4 个，其中 2 个配液、 2 个压注。材料由主剂（水玻璃）、促凝剂（铵盐）和水按一定比例混合而成，通过调整三者的配比来控制成胶时间和胶体硬度，以适应灭火和防火的不同需要，一般成胶时间能够控制在几十秒至几十分钟不等。胶体泥浆灭火技术(1)胶体泥浆灭火机理胶体泥浆利用基料、促凝剂的胶凝作用，以黄泥浆作充填剂，增加胶体强度、耐温性能和增强有效期。以水玻璃为基料形成的胶体是二氧化硅的胶体，其胶体结构如图4-4-2 所示。胶体内部充满黄泥浆、水和部分 NaHCO3、Na2CO3、NH4OH等分子，硅胶起骨架作用，黄土起稠化充填作用把易流动的水固定在硅胶内部。未成胶的混合液在泵压和自重的作用下，通过钻孔和煤体裂隙进入高温区，有一小部分混合液由于未成胶就遇到高温，其中的水分迅速汽化，快速降低煤表面温度，残余的固体形成一层膜，阻碍煤氧接触而进一步氧化自燃。随后流动的混合液随着液体温度升高，成胶速度加快，在不远的周围形成胶体。该胶体包裹煤体，隔绝煤氧接触，使煤的氧化放热过程立即中止，煤氧化产生的有害气体消失。混合液渗入煤体孔隙形成胶体。胶体泥浆吸收大量热能后，胶体缓慢失水蒸发，以蒸汽形式排放大量热能，煤体温度进一步下降，使煤体氧化放热性能大量降低，火势熄灭。随着胶体混合液的不断注入，成胶范围不断扩大，火势熄灭圈增大，直至整个火源熄灭。当胶体泥浆完全干涸失水后，残余物中的孔隙较多，虽大大降低了原煤体的孔隙率，但仍能使一部分空气通过。 煤体经胶体泥浆处理过后氧化放热性能大为降低，但在较高温度下仍能复燃。一般在常温下，经过胶体泥浆处理过的碎煤所产生的氧化热不足以引起煤体升温，故不会再自燃。因此，采用胶体泥浆灭火后的火区，仍应使火区温度逐渐下降，储存的热能充分释放，否则仍有复燃危险。(2)胶体泥浆的灭火工艺胶体泥浆灭火系统是在黄泥灌浆系统的基础上，增加促凝剂添加系统，如图 443 所示。地面浆池制浆水土比为4：15：1,基料添加比例为 90100kg/m3 浆，搅拌均匀。井下促凝剂添加比例视所需的成胶时间而定，一般成浆时间为 78min 时促凝剂比例为 20kg/m3 浆；成胶时间为 34min 时凝剂比例为 30kg/m3 浆;成胶时间为 25s 时促凝剂比例为 50kg/m3 浆。(3)胶体泥浆灭火技术的特点a 胶体泥浆稳定性好。 胶体泥浆热稳定性比纯胶体更好，在高温火炭中不熔化、失水速度很慢。完全失水后的残渣是耐火的黄土和 SiQ2，仍然充填着煤体孔隙，增加漏风供氧阻力，降低煤体氧化放热性能。胶体泥浆耐压稳定性随着含土量的增加而增高，黄土不仅起充填作用，黄土本身也是一种胶体材料，当黄土与硅胶形成复合胶体泥浆时耐压性能比任何一种单质胶体性能都好。 因此高浓度（含土量为 25%40%）胶体泥浆可充填高冒空顶区，而纯凝胶或纯泥浆都不能。b 成胶时间可控制。 成胶时间可根据促凝剂的添加量加以控制， 最快成胶时间为 25s，慢的可控制在 1-2d。根据火区不同条件、 需要输送的距离及钻孔渗透的范围，选择不同的成胶速度。胶体泥浆进入火源高温区，由于温度升高，成胶速度会加快。c 大量浮煤堆积高处的火源采用水和泥浆难以扑灭。灌浆和注水灭火，浆和水往低处流，形成一定的泄漏通道，通道上部和周围的火难以扑灭，且注水和注浆的管路中都带有一定的空气，形成的通道一旦停注也成为畅通的漏风通道，使火难以扑灭。另外，浆水经过块煤表面，只能带走一部分表面温度，煤内部温度短时间内不会下降，停水后温度迅速上升，一旦供氧马上复燃。采用胶体泥浆灭火技术，能有效地克服上述缺点。 换行 它能在碎煤中充填空隙，很快使煤氧隔离窒熄，控制好成胶速度不会形成泄漏通道。 即使高温蒸烤失去水分， 仍有 25左右的黄土存在于空隙中，可起防火作用。d 利用地面灌浆系统配制胶体泥浆， 实现大流量连续注胶，劳动强度低，井下运输量少，比井下注胶系统优越，尤其对大面积火区的灭火更显其优势。新型复合胶体材料防灭火技术(1)XK2PR稠化剂合成材料及配方XK2PR稠化剂是一类复合材料， 它的生产过程包括原料精制、 溶液聚合、水解、低温干燥、混合、粉碎等过程。为降低防火成本，在选择灭火材料时，应以原料易得、合成方便、用料省、效果好为原则。根据上述原则，采用有机、无机材料和复合材料的混合物稠化剂。配方：基料 ?8-12 份基料 50-70 份引发剂微最添加剂少量成膜助剂少量高纯水 23-27 份调节剂适量(2)合成步骤及工艺XK2PR高效水胶体添加剂的合成步骤流程如图444 所示。将图中所述原料（调节剂除外）按一定比例在配料槽内配好，再流入混合器均匀混合，将混合产物在进料温度控制器中预热到50C 后，再进入聚合反应釜。在反应釜内引发剂分解产生自由基，单体在引发剂引发下发生自由基链反应， 也就是聚合反应。 反应进行 10h，即得到块状柔软的高聚物、单体、引发剂及溶液的混合物。将混合物中的单体在脱单体塔内脱去，就得到了较纯的共聚物。脱去的单体再返回混合器进行回收利用， 反应得到的共聚物送至水解池， 在碱性介质中水解。水解产物再经流动床干燥器干燥后，与CMC、分散剂一并粉碎混合，即得到所需粒度的稠化剂粉末。(3)配套设备a、井下移动式压注设备。对于井下胶体用量较少的火灾防治地点，可使用 XK5 型稠化胶体压注机（图445)在井下直接对煤层高温区域压注稠化胶体的注胶工艺（如图446）。XK一 5 型稠化胶体压注机上部有 2 个料斗，一个是振动加料料斗， 一个是加水搅拌混合料斗。用加料勺不断地向振动料斗内加入稠化剂，通过变换下料口的大小控制下料量，并通过筛板均匀地洒入到混合料斗内，与水混合均匀后进入压注泵。混合料斗内采用水搅拌，搅拌力的大小可由搅拌水管和补水水管上的阀门相互配合来控制。混合后液体吸入主泵，然后经分流器注入发火区域。该胶体压注工艺及设备操作简便，物料全自动配比，不需人工配料，设备体积小，易于运输，使用、维护方便。b、利用地面灌浆系统压注工艺。有时井下煤层着火面积很大、火势凶猛，或支架后部大范围着火，则需要大流量的注胶灭火工艺。该工艺主要是利用煤矿现有的地面灌浆防灭火系统、注砂防灭火系统及防尘水管路系统，用自动配比给粒器按比例往地面灌浆池出浆口添加 XK2 PR稠化剂，通过灌浆管路运送到井下用胶地点，再压注到火区。其注胶灭火工艺如图 4 一 4 一 7 所示。该稠化胶体压注工艺不需要向井下运输材料，总流量通常在 30 100m3/h, 尤其适用于煤矿井下大面积火区或高瓦斯矿井火灾的治理。地面自动配比给料机电机功率200W,重量 25kg,操作简单，使用、维护方便。(4)复合胶体材料的特点a、XK2PR 稠化胶体添加剂的浓度为3时，就能与传统的胶体灭火材料（如凝胶）浓度为10时的性能相当，在灭火中采用该材料可使在井下的运输量减少30 倍以上，大大降低工人劳动强度；b、稠化胶体添加剂对水质的依赖性小，在pH 值大于 4 的水中 XK2一PR都可形成较好的胶体，一般的盐对胶体性能的影响不大；c、根据工艺需要调节材料的溶解速度，可以满足不同的工艺要求，材料的溶解速度可通过改变粒度、添加剂等手段来调节，可根据需要制成系列产品；d、稠化胶体耐火性能很好；e、具有一定的强度，胶体能够渗透到煤层的裂隙中，堵住漏风；在煤层间隙受力发生蠕变，不会破裂；由于胶体有粘弹性，它能紧密充填于煤层间隙，即使煤层压裂破碎也不会产生漏风裂隙；f、由于它有触变性，在用泵进行运输时粘度较低，运输阻力不大，而进入煤层静止后粘度增大，可滞留在煤层中吸热堵漏；由于材料受热粘度降低，使其在煤层中向高温点的流动变得容易，而从高温点向外流相对较困难，这对灭火有利；g、稠化胶体材料在常温下脱水很慢、不变质，可长期保存在煤层中，防止煤层自然发火或火区复燃。3.4 粉煤灰凝胶料堵漏技术粉煤灰凝胶料的组成粉煤灰凝胶料是在凝胶的基础上加入粉煤灰骨料混合后反应而成，其成分有粉煤灰、凝胶材料和水。经锅炉嫉烧后的粉煤灰，是一种次生矿物。其主要化学成分为：二氧化硅(SiO2）平均含量48.5%；其次为三氧化二铝（Al2O3）和三氧化二铁，平均含量分别是22.62%和 6.87%；再次是氧化钙 (CaO)、氧化镁 (MgO）、三氧化硫（SO3）和二氧化钛（ TiO2），其他成分含量很少。粉煤灰的烧失量约为 11，本身含可燃物的数量较低。粉煤灰颗粒粒径较小，且均匀度高，容易形成浆，便于输送，适合于作密闭充填材料。我国煤矿目前使用的凝胶材料主要由水玻璃、碳酸氢按和水组成，在成胶过程中放出大量的氨气，其浓度超过 换行 煤矿安全规程规定的标准，作业环境恶劣，对操作工人的身体健康极其不利。兖矿集团公司东滩煤矿与煤科总院重庆分院研究了一种新型凝胶。凝胶由基料、胶凝剂和水组成，是通过对10 多种基料和胶凝剂进行性能分析、配比试验及对比试验，在综合分析比较后，优化出基料A 和胶凝剂 B。这 2 种材料均为液体，其中基料A 是一种阻化剂，胶凝剂B是一种无机物盐类。2)粉煤灰凝胶灌注工艺粉煤灰凝胶灌注采用 KPZ1 型井下移动式喷注设备，粉煤灰、基料 A 和胶凝剂 B 等材料用矿车运送下井， 以一定材料配比的粉煤灰、 基料 A 和水在 KPZ1 型喷注设备的搅拌机中搅拌成浆后，经过过滤器过滤，由注浆泵将浆液经无缝钢管输送到注浆点附近，与计量泵翰送来的胶凝剂 B 在混合器混合均匀， 最后通过钻孔灌注到相邻采空区丢煤带（或其他堵漏地点），工艺流程如图448 所示。3）粉煤灰凝胶料的特点粉煤灰凝胶料具有高水、速凝、阻化降温、无毒、无味等特点，可替代黄泥浆和纯凝胶等灌注堵漏防灭火材料，克服了使用有氨凝胶井下环境受氨气污染的缺点，有利于保障工人的身心健康，另外利用了电厂粉煤灰废弃物，降低了材料成本。粉煤灰凝胶料适于相邻采空区丢煤带、密闭、高温点等灌注充填堵漏。（二）注氮防灭火技术1.注氮防灭火的原理氮气是空气中的主要成分，因此是一种取之不尽、用之不竭的气体，它具有无毒、无臭、易于与空气相混合等优良特性。氮气灭火时，可以充满任何形状的空间，并将氧气排挤出去，从而使火区中因氧含量不足而将火源熄灭，或者使采空区中因氧含量不足而使遗煤不能氧化自燃；在有瓦斯和火灾气体爆炸危险的火区内，注入氮气能使可燃性气体失去爆炸性；液态氮还可以吸收大量的热量，降低火区温度；氮气灭火不会损坏或污染机械设备和井巷设施，火区可较快恢复生产。注氮防灭火技术的应用是与均压和其他堵漏风措施相配合使用，如果注入氮气的采空区或火区漏风严重，氮气会随漏风流失，就难以起到防灭火的作用。2.综放无煤柱开采注氮工艺综放无煤柱开采的工作面，在其不同的回采阶段有着不同的防灭火重点，而对于一个具体的工作面，其开采布局及通风方式的不同，采取的注氮方法也应有所不同。所以，在对一个无煤柱综放工作面做注氮防灭火方案设计时，应首先分析工作面不同回采时期的重点防灭火区域，再根据工作面开采布局及通风系统，按照不同开采阶段采取相应的注氮手段来防止自然发火。在工作面开采初期，以开切眼为重点防火区域；工作面开采过程中，防灭火的重点为相邻采空区的遗煤带；在工作面停采后，为保证采煤设备及支架能够安全撤出，停采线为重点防火区域。1)埋管注氮工艺对工作面开切眼及停采线附近，由于需要强化注氮，所以应采用埋管式注氮，使氮气直接惰化这 2 个区域的遗煤，防止其自燃。过去使用的埋管注氮方法是在工作面进风顺槽沿巷道侧帮铺一根注氮管路，在管路上每隔一定距离留一个三通作为氮气释放口，氮气释放口在埋入采空区之前打开，以备向采空区注氮。这种注氮方法简单易行，但无法对管路上的氮气释放口进行控制。由于埋入采空区的氮气释放口无法关闭，在其刚刚埋入采空区、处在散热带不需注氮时无法停止其注氮，当其进入采空区窒息带时同样因不能关闭氮气释放口而停止其注氮，因此埋入采空区内的注氮管路只能按各氮气释放口的阻力大小自由分配注氮量，而不能将氮气完全注入到所需惰化的采空区位置。兖州矿区在使用埋管注氮工艺时，对氮气释放口的控制作了研究，确定了 2 种埋管注氮工艺，即主管分支管路注氮和主管一遥控装置注氮。(1)主管分支管路注氮。注氮支管预先由进风顺槽埋入采空区，前端接连 0.5m 左右的堵头花管，花管斜向上指向采空区，并用木垛加以保护，以免堵塞注氮口。每个氮气释放口均与一根注氮支管连接，氮气释放口进入采空区窒息带不需注氮时，应在工作面顺槽内将其关闭，并切断与注氮主管路的联系。每个注氮支管与主管路之间用三通连接，若要考察每个支管的注氮量， 还应安装流量计。 当工作面推过 30m（即氮气释放口间距），埋入下一个注氮释放口及支管，以此类推，其注氮管路布置如图 449 所示。 换行 当一个氮气释放口进入窒息带停止注氮时，其外部与主管路连接处的三通、控制阀、流量计及一段主管可回收。(2)主管遥控装置注氮。与主管分支管路注氮工艺相比，主管遥控装置注氮工艺的主要特点是在氮气释放口的控制上采用遥控装置，实现了对埋入采空区内氮气释放口的远程控制。遥控装置的主体是一个防爆电磁阀， 它的一端通过三通与主管路连接，另一端接 0.5m 长的堵头花管作为氮气释放口， 电磁与花管等随注氮主管路一起埋入采空区， 电源线从注氮管路中引出， 外部设一控制开关。电磁阀断电关闭，需注氮时电磁阀通电，阀门打开，通过花管向采空区注氮。遥控装置在工作面及采空区的布置如图 4410 所示。2)旁路钻孔注氮工艺在工作面的开采过程中，随着工作面的推进，后方采空区不断被甩到窒息带内而失去自燃的可能性。根据兖州矿区的经验，只要工作面正常推进，工作面后方采空区形成自然发火的可能性不大。但相邻采空区尤其是靠近工作面顺槽的遗煤带及开切眼、停采线，这些地方的浮煤在经历了揭煤、氧化、窒息等漫长的过程后，一旦外部漏风供氧满足其自燃的条件，很快会形成自然发火；而综放面回采前方采动超前压力会破坏巷道的喷涂层，形成裂隙后构成漏风供氧的条件，工作面回采过后，自身采空区与相邻采空区连成一片，漏风供氧更为充分，此时的防灭火重点为相邻采空区的遗煤带。旁路钻孔注氮就是通过工作面顺槽向相邻采空区遗煤带打钻孔进行预防性注氮惰化采空区的一种手段， 正常情况下以惰化超前工作面 100m 以内巷道旁侧遗煤带为主。因为这一段巷道开始接近或正处于工作面采动超前压力的影响范围内，巷道受压后裂隙增加，漏风随之增大，遗煤带漏风供氧条件好，易造成自燃或复燃。因此，旁路钻孔注氮开始注氮的位置是距工作面 8090m。在工作面顺槽内向旁侧遗煤带打钻孔，一般孔深8-l0m，下 1 寸套管，靠钻孔里边一节为堵头花管，外边通过软管用快速接头与注氮主管路连接，套管与巷道壁之间要封堵严，避免注入的氮气外泄，并防止漏风。钻孔及管路布置如图4411 所示。钻孔一般应提前打好并下套管，当其接近注氮区域时将注氮钻孔与主管路接通，开始注氮，钻孔接近工作面隅角时，拆下连接软管，将套管外部封死，停止注氮。3.3 防灭火技术综合应用实例火区概况兴隆庄煤矿 4322 综放面 1999 年 11 月开始回采，至 2000 年 10 月底采至设计停采线。为减少断层损失煤量，依据4303 综放面过 8m 断层的成功经验，将停采线向外延长70m,推过王楼一号断层（该断层落差 5m）。在过断层过程中和过联络巷（43222 号联络巷和 43242 号联络巷）时顶板难以控制，冒顶频繁，工作面压力大、顶板破碎，普遍丢失顶煤，丢煤厚度最厚达5.9m。工作面没提起刀来， 造成割底板进入全岩，导致工作面推进速度慢，特别是从 10 月 11 日到 11 月 20 日只推进了29.6m，4322 面被迫于 11 月 20 日在 4322 二号联巷上停采。12 月 12 日 13 时 10 分支架后煤层自然发火， 并快速发展，烟雾迅速蔓延，采取调压措施后仍不能将烟雾逼退，直接灭火无法进行，13日2时决定封闭处理。灭火过程整个灭火过程可以分为4 个阶段：第一阶段，对火区进行封闭。12 月 11 日 13 时西风井主要通风机停风15min 后，发现进风隅角和43 号、44 号架（支架编号自下而上）后有微量青烟，认为是雾气，进行注浆注水处理后雾气消失，同时44 号架后局部出现 58的高温，经向44 号、 43 号架后播管注水后高温点消失。 12 月 12 日 11 时左右，在 109 号架和进风隅角后部发现烟雾，又进行了注水注浆处理。 13 时 10 分进入工作面观察， 发现烟雾往外扩散到工作面上口，立即采用水冲直接灭火，但未找到火点，烟雾逐渐扩大。反风结束到恢复通风后约 7min 时间，烟雾进一步扩大。恢复正常通风后，烟雾扩至工作面上出口以外约 20m 处，用水冲散烟雾，并开启工作面上顺风机，人员已能到达工作面上口。但此时烟雾大、气温高，人员被迫撤出，已无法进行处理。现场采取建立调压气室升压后仍不见效，工作面回风流中的一氧化碳浓度迅速上升。为了防止事故进一步扩大， 13 日 2 时决定采取封闭火区措施，上顺第一道密闭墙距工作面出口约 60m，第二道闭在三叉门以里约 5m 处；下顺第一道密闭墙距工作面出口约 30m，第二道闭在三叉门以里。 13 日中班完成火区封闭，上、下两头风机停止运转。 接着对各道密闭墙进行了喷浆堵漏。第二阶段，采取综合灭火措施，对封闭火区进行灭火。(1)设检测点并封堵漏风通道。为了随时掌握火区气体变化情况，重点设了 5 个检测点： 4322 停采线下头、 4324 二号联络巷、 4322 停采线上头、 4322 二号联、四采下部运煤巷，同一测点使用同型号的仪器并固定人员检测。对与 4322 采空区相通的联络巷、溜煤眼、各种钻孔进行详细的检查，对上述漏风或可能漏风的地点重新进行封堵，防止有害气体泄漏。 换行 (2)注氮控制火势发展。 12 月 13 日从济宁三号矿调用了一套 SM5110型井下移动式注氮设备，在2 号轨道下山向 4322 上头外 15m 的上顺槽中施工了 2 个注氮孔。15 日夜班开始注氮， 27 日反映火区气体变化的 3 个测点的一氧化碳浓度趋近于零，氧气浓度在 1%2%之间。(3)使用 “测氛法 ”判断高温火点位置， 提出了 4 个自燃隐患区，即 A 区、 B 区、 C区、 D 区，其中 B 区是最大的怀疑区（参见图 4412)。(4)针对怀疑区打钻探灭火。从12 月 13 日开始施工探灭火钻孔，在二号轨道下山累计施工钻孔15 个，其中打向 B 区 2 个；二号胶带下山累计施工钻孔 21 个，其中打向 A 区 2 个、B区 2个、C区 2个、D区 5个；在消火道施工钻孔71 个。(5)施工消火道。 12 月 14 日下午提出 3 个施工消火道的方案： a.4322 号联排放瓦斯，抽沙袋垛，施工的总工程量 44.6m，其中岩巷 19.6m；b.在二号轨道下山重新开门口， 按 450 施工岩巷 27m；c.4322 上顺槽门口密闭排放瓦斯，然后在第一道密闭外下帮施工60m煤巷。考虑到时间和经济的因素，采用了第一个方案，于是在12 月19 日大班4322二号联排放瓦斯，没有出现异常情况。20 日开始施工消火道，施工期间考虑 B 区是重点怀疑区， 故消火道延长 20m，12 月 30 日消火道竣工，总长度 60.1m.(6)对施工完的钻孔注泥浆和压注凝胶。考虑到工作面采空区丢煤以及支架顶煤都已经达到发火期，因此需对整个工作面进行防灭火处理，重点在工作面上部。为了使4322 二号联上门口能与火区隔离，12 月17 日夜班向 4322 二号联上变坡点施工的2 个钻孔压注凝胶90m3。12 月 24 日在二号轨道下山向4322 停采线上头和B 区钻孔注凝胶145m3。从 12 月 25 日开始，在二号轨道下山和二号胶带下山向打到A区、 B 区、 C 区、 D 区和其他架后钻孔循环压注黄泥浆，截止到2001年 1 月 10 日累积压注泥浆 2900m3。2001 年 1 月 5 日消火道施工出的钻孔开始压注凝胶，截止到1月10日累计压注凝胶2100m3。第三阶段，火区启封。2001 年 1 月 12 日中班， 4322 面上头开始按计划排放瓦斯，局部通风机正常通风后，工作面温度和气体没有出现异常情况，从工作面上的情况来看高温火点在面上头往下20m 的范围。第二天上午 4322 面下头也按计划排放瓦斯，经测量下顺槽回风量约60m3，气体温度没有异常情况。 13 日 11 时通风人员发现14 号 19 号（此时，为了工作方便，将工作面支架编号改为自上而下）间窝以及顶板温度达到34-39，上顺槽和下顺槽回风流一氧化碳1010-6，13 日 20 时 16 号 17 号架间一氧化碳 4010-6，当时认为这是高温火点的余热，并准备在14 日大班从消火道向该区域压注凝胶。14 日 8 时下顺槽回风流一氧化碳是24 10-，6上顺槽一氧化碳15 10-，69 时发现工作面上部1 号 3 号架间风流中一氧化碳达到5010-6,16号 17 号架间钻孔中一氧化碳高达6000 10-。67 时 50 分压注凝胶开始，但是工作面漏胶严重，随后采用增大化肥添加量防止漏胶的措施。 10 时 45 分工作面一氧化碳迅速升高，上顺槽回风流一氧化碳高达10010-6，逐对 10 号 20 号支架压注凝胶，甚至不加化肥注凝胶，但是10 号和 24 号架间没有凝胶和淋水，已有钻孔对目前高温点不起作用。分析认为这是由于凝胶遇高温能迅速凝结，在 10 号和 24 号架间已经形成凝胶 “锅盖 ”，即使注水也很难渗漏，故必须重新设计和施工钻孔。 12 时 20 分 16 号 20 号架间开始冒烟，13 时 50 分 16 号 17 号后尾梁见明火。由于准备土作不到位，在被动中实施直接灭火，同时由于下顺槽回风量小，烟雾和有毒有害气体主要从上顺槽回出，更增加了直接灭火的难度。 21 时 25 分人员撤出，并关闭上顺槽外侧的风门。 15 日夜班重点利用消火道钻孔压注凝胶，到中班累计注凝胶 1100m3，但工作面上火势没有减小趋势， 15 日 12时 40 分决定救护队再封闭下头， 同时把上头风门堵严。 15 时 2 号胶带下山开始向 16 号、17 号架附近施工钻孔， 17 时 B 系列钻孔开始注水。16 日夜班又开始注氮， 到启封前累计注氮 17720m3。16 日中班 2 号胶带下山施工的 17 号钻孔回水温度最高达到 36C，说明注水已经产生效果。 18 日早班根据 17 日的探险情况，又重点对 B 系列钻孔压注凝胶200m3。18 日 10 时由救护队进入工作面侦查，没有发现异常情况，已经具备启封撤面的条件，决定立即恢复撤面准备和防灭火保障工作。第四阶段，工作面短钻孔密集注凝胶，保证工作面的安全撤除。建立了工作面煤层自然发火快速处理系统，即在工作面布置了浆、水管各 1 路，通过钻孔与消火道的管路、注胶设备相连接，并根据现场情况对注胶效果不好的架间及防火重点区域都补打钻孔，可随时对工作面支架间实施快速大流量注凝胶换行 或水。在架间用电煤钻施工钻孔 80 个，短钻孔长度一般在 3-7m，全部下 1 寸套管，最前一节下带尖花管。2001 年 1 月 20 日发现工作面以及上顺槽回风流一氧化碳一段时间忽高忽低，经检查40 号架以下部分架间钻孔有一氧化碳，钻孔中一氧化碳浓度最高达400106，工作面风流中一氧化碳最高达50106，45 号、 46 号架前顶板有热气。 21 日利用消火道钻孔和工作面钻孔同时压注凝胶200m3，工作面钻孔及风流中一氧化碳消失。2001 年 1 月 24 日开始撤架，期间工作面气体温度基本正常，只是在26 日 21 时 55 分发现 65 号架后出现 0.20.3m3 明火，用水很快浇灭，没有影响以后的撤架工作。到 2 月 7 日早班，工作面支架全部撤出， 2 月 8 日停采线上下头密闭施工完成永久封闭。