高瓦斯自燃煤层采空区瓦斯抽采及防灭火技术实践

马 曙，杨明涛，李晓华

（1.贵州省矿山安全科学研究院，贵州贵阳 550025;2.贵州省煤矿设计研究院，贵州贵阳 550025; 3.贵州松河煤业发展有限责任公司，贵州盘县 553536）

高瓦斯自燃煤层采空区瓦斯抽采及防灭火技术实践

马 曙1，2，杨明涛3，李晓华1，2

（1.贵州省矿山安全科学研究院，贵州贵阳 550025;2.贵州省煤矿设计研究院，贵州贵阳 550025; 3.贵州松河煤业发展有限责任公司，贵州盘县 553536）

同时受瓦斯、自燃双重灾害威胁的矿井的瓦斯防治及防灭火工作，往往是困扰该类矿井的安全生产技术难题。以松河矿为例，探讨自燃、突出煤层群的采空区瓦斯综合抽采与预防煤层自燃技术，实现了该工作面的安全高效回采，取得了较好的经济效益。

采空区;瓦斯抽采;煤自燃;自燃“三带”

随着我国煤矿生产规模不断扩大，开采水平不断延深，采空区瓦斯涌出比例也逐渐增大，特别是对近距离突出煤层群的首采层开采，采空区瓦斯涌出尤为严重，对其采空区的瓦斯进行综合抽采不可避免。

我国56%的煤矿存在自然发火问题，其中，采空区自然发火占主体地位［1－2］。对于自燃煤层采空区的瓦斯抽采，通常会导致采空区漏风量增大和采空区的风流状态变化，从而扩大采空区自燃带的分布，增加了煤层自然发火的危险。因此，如何避免此类矿井两种防灾措施产生的矛盾，实现采空区的防瓦斯和防自燃工作有效结合是困扰此类矿井的难题。

松河矿为新建矿井，位于贵州省六盘水市盘县北部土城向斜北翼中段，采用斜井开拓，设计生产能力2.4Mt/a。该矿为近距离突出煤层群开采，矿区内含可采及局部可采煤层共18层，煤层以薄及中厚煤层为主，其主要可采煤层均为突出煤层，且均为易自燃或自燃煤层。因此，该矿是典型的自燃、突出煤层群，瓦斯治理和防自燃工作是该矿安全生产工作的重中之重。

1 工作面概况

矿井首采的1031采面长230m，采用走向长壁后退式采煤法，一次采全高全部垮落法控制顶板，综合机械化采煤工艺，采用U型通风，供风量平均2400m3/min。开采的3号煤层坚固性系数f= 0.47～0.83，煤的破坏类型为III类，平均厚度2.5m，煤层倾角平均29°。上距1号煤层约12m，下距可采煤层51，62，9和10号煤层分别为: 9.6m，36.8m，49.6m和66.8m。3号煤层经鉴定为I类容易自燃煤层，自然发火期3个月，瓦斯含量高，且有突出危险，该区域实测煤层原始瓦斯含量14.23m3/t。

2 采空区瓦斯综合治理

2.1 1031综采面瓦斯涌出情况

1031工作面为首采工作面，受本煤层及邻近层瓦斯影响，开始回采后，本煤层及邻近层瓦斯的大量涌入，严重影响到采面的安全回采。根据实际揭露，1031采面实测的煤层瓦斯含量、煤层厚度、采高、工作面产量等参数，采用分源预测法对1031采面瓦斯涌出量进行分源预测，得到本煤层瓦斯相对涌出量约15.4m3/t，邻近层绝对瓦斯涌出量约17.1m3/t，并根据1031综采面达产所需2.21m/d的推进速度，推测回采时本煤层绝对瓦斯涌出量约19.5m3/min，邻近层绝对瓦斯涌出量约21.6m3/min。在该面开始回采后，受围岩瓦斯涌出及丢煤瓦斯涌出的影响，其采空区瓦斯涌出量将更大。因此，要实现该工作面的安全高效回采，首先要处理好采空区的瓦斯涌出。

2.2 采空区瓦斯抽采措施

由上述可知，该采面回采时，来自采空区的瓦斯涌出量非常大，单纯依赖风排和单一抽采措施难以解决采空区瓦斯问题。综合考虑矿井的瓦斯地质条件、巷道布置、通风系统等条件，研究并实施了尾巷插管抽采、上隅角插管抽采和高位钻孔瓦斯抽采相结合的综合方案，较好地解决了该面采空区瓦斯治理的问题。采空区瓦斯抽采措施如图1所示。

图1 采空区瓦斯抽采措施

（1）尾巷插管瓦斯抽采 利用原有1031回风巷与3采区巷道的联络巷，采面开始回采后，在1031回风巷与切眼交汇处进行密闭并插入φ600mm瓦斯抽采管，用低负压进行抽采。在回采前期（回采250m前），瓦斯抽采纯量约为5～12m3/ min;回采到中段后 （回采300m后），采空区区域扩大，与上下邻近层形成了较好的裂隙沟通，邻近层的卸压瓦斯大量涌入1031工作面采空区，瓦斯抽采浓度达到了18%以上，抽采纯量通常稳定在18m3/min以上。尾巷插管瓦斯抽采较好地解决了该面采空区的大部分瓦斯涌出。

（2）高位钻孔瓦斯抽采 利用原有布置在1号煤层的专用瓦斯抽采上巷 （距3号煤层顶板平均12m），在采空区顶板垮落后，向垮落后形成的裂缝带施工抽放孔，裂缝带高度HL按下述经验公式计算:

式中，M为煤层采高，2.5m。

即HL=27.3～38.5m。高位钻孔瓦斯抽采时浓度一般为6.5%～7.5%。

（3）采空区上隅角插管抽采 在采用尾巷插管及高位钻孔抽采采空区瓦斯后，将采空区瓦斯涌出控制在了风排能解决的范围之内。但由于该抽采方法需漏入采空区更多风流且紊流区域增大，漏风流更容易将采空区瓦斯带入上隅角，导致上隅角仍出现瓦斯超限现象。利用束管监控系统监测采空区上帮瓦斯浓度分布情况，观测结果见图2。采空区受漏风影响明显，距采面5～20m段瓦斯浓度偏高，平均约1.5%，约30m附近浓度最低，一般为1%，此后瓦斯浓度逐渐升高。

图2 采空区上帮瓦斯分布情况

因此，为解决1031采面上隅角瓦斯超限问题，采用上隅角低负压插管抽采的办法，即沿回采工作面回风巷敷设1条瓦斯管，在采面上隅角密闭处向采空区插入抽采管，插管采用水平方式、距回风巷底板高度有1.5m左右，管道直径φ150mm。较好地解决了上隅角瓦斯超限的现象。

3 预防煤层自燃

3.1 加强煤层自燃征兆监控

松河矿1031采面通过安装束管监控系统、CO传感器和温度传感器来对煤炭自燃的早期识别标志性气体 （O2，CO，C2H4和C2H6等）及温度的实时监控，实现对煤层的自燃进行早期识别和监测预报。一方面可确保尽早发现自然发火预兆，另一方面为分析采空区自燃特征及合理采取防灭火措施提供依据。

3.2 预测采空区自燃“三带”分布

徐精彩［2－3］提出采空区浮煤能引起自燃的区域一定是具有较大的浮煤厚度、合适的漏风强度及足够的O2浓度，并把采空区划分为散热带、氧化升温带和缺氧窒熄带。对开采自燃煤层来说，无论是减少漏风措施，还是提高采出率或者是加快割煤速度，根本目的是要将发生自燃的氧化升温带范围变小或是处于可控的范围，并实现在煤层发生自燃之前即进入窒熄带，使之缺氧而使煤体温度在达到发生自燃临界值之前即停止升温或降下来，以达到阻止自燃的目的。

松河矿为治理1031采面瓦斯难题采用的采空区半密闭尾巷插管抽采方法势必造成采空区漏风量较大，实测漏风量达到252～623m3/min，其中尾巷抽采量约为150～220m3/min，该方法抽采采空区瓦斯效果较好，但也为采空区煤层自燃提供了较好的氧气条件。因此，准确掌握煤层自燃“三带”的分布及相对位置对采取针对性的防灭火措施至关重要。采空区自燃“三带”范围可依据自燃带O2浓度在10%～18%，窒熄带O2浓度低于10%［5－6］来判断。利用束管监测系统监测及尾部抽采管取样分析采空区O2浓度分布，测得采空区上帮距采面约250m后O2浓度开始低于18%，即进入氧化升温带，约370m后O2浓度仍有约16.6%。由此推测的采空区自燃“三带”的监测结果如图3。

图3 1031工作面采空区自燃“三带”监测

由上图可以看出，受采空区尾部插管抽采瓦斯方法的影响，相比密闭效果较好的采空区［5－6］“43m进入氧化升温带，120m后进入缺氧窒熄带”，其“三带”位置距采面的距离要远远滞后，且氧化自燃带分布宽度也远远增大。此外，根据实测的数据及相关研究成果［7］表明，受采空区抽采方式影响，该采空区上帮无窒熄带。

3.3 防灭火措施

采用在1031运输巷向采空区预埋注氮管，束管监控系统一旦发现采空区有自燃预兆时，首先关闭或减少尾巷瓦斯抽采，同时将采面下隅角用黄泥墙或其他材料进行密闭，然后启动注氮系统。一方面可改变原来采空区风流通道，另一方面增加了采空区的通风阻力，可大大降低采空区漏风量和降低O2浓度，达到拉近氧化升温带与采面的距离和减小氧化升温带分布区域的目的。由束管监测系统观测到该采空区未注氮前约250m后才进入氧化升温带，而根据以往自燃煤层注氮防灭火的技术经验［5］，通常可以将氧化升温带控制在距回风巷约60m和距运输巷约50m的范围内。因此，注氮系统运行后，不难实现将采面采空区未注氮前的氧化升温带变成窒熄带，以抑制采空区继续升温，达到阻止煤层自燃的目的。

4 结论

（1）对于开采近距离突出煤层群，采空区瓦斯涌出来源多且涌出量大，单一方法难以解决瓦斯问题，应因地制宜，充分利用已有巷道系统，采取针对性的综合措施进行治理，既达到瓦斯治理的目的，又节约了瓦斯防治工程的成本。

（2）采空区瓦斯涌出量较大时，采用采空区尾部插管的半密闭抽采措施在煤层不易自燃或自燃周期较长时可以使用，该方法对采空区瓦斯涌出的治理效果较好。

（3）采用的采空区尾部插管瓦斯抽采措施导致漏风量较大，采空区自燃“三带”分布范围要远远滞后，其分布区域也要宽得多。此时，可充分利用密闭注氮及减少漏风的综合措施来对采空区氧化自燃带分布位置和分布区域的控制作用，及时使原氧化自燃带区域迅速进入窒熄带，阻止煤层持续升温，达到防止自燃的目的。

［1］唐占达，包庆林，黎家良.金佳矿井自燃煤层开采综合防灭火设计［J］.矿业安全与环保，2003，30（S）:97－98.

［2］王玉杰.易燃突出煤层综采工作面综合防火防突技术研究［J］.煤炭工程，2003（8）:40－41.

［2］徐精彩.煤自燃危险区域判定理论［M］.北京:煤炭工业出版社，2001.

［3］徐精彩，邓 军，文 虎.采煤工作面采空区可能发火区域分析［J］.西安矿业学院学报，2003，18（1）:40－41.

［4］王长元，王正辉，岳超平.易燃高瓦斯综放面煤层自燃综合防治技术［J］.矿业安全与环保，2007，34（5）:56－58.

［5］张国枢.通风安全学［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2000.

［6］卢 平，张士环，朱贵旺，等.高瓦斯煤层综放开采瓦斯与煤自燃综合治理研究［J］.中国安全科学学报，2004，14 （4）:68－74.

［7］邵 昊，蒋曙光，王兰云，等.尾巷对采空区煤自燃影响的数值模拟研究［J］.采矿与安全工程学报，2011（1）.

［8］刘 松，蒋曙光，李亚东，等.高瓦斯自燃矿井的综合治理技术［J］.煤矿安全，2010（7）:54－56.

［9］赵高升，王海龙.高瓦斯自燃煤层综放工作面瓦斯综合治理［J］.煤炭技术，2006（12）:65－66.

［10］裴昌合.易自燃煤层开拓开采防灭火技术对策分析［J］.煤矿安全，2007（5）:70－73.

Practice of Methane Drainage in Gob and Fire Prevention and Extinguishment Technology in Coal-seam with Spontaneous Combustion Liability and High Methane Content

MA Shu1，2，YANG Ming-tao3，LIXiao-hua1，2

（1.Guizhou Provincial Mine Safety Science Institute，Guiyang 550025，China;2.Guizhou Provincial Coal Mine Design Institute，Guiyang 550025，China; 3.Guizhou Songhe Coal Development Co.，Ltd，Panxian 553536，China）

Methane prevention and fire prevention and extinguishmentusually are technical difficult problems of coalmines threaten by methane and coal spontaneous combustion.Taking Songhe Colliery as an example，the technology ofmethane comprehensive drainage and spontaneous combustion prevention was researched.The mining face of the colliery realized safe and high-efficiency mining and made good economic profit by this technology.

gob;methane drainage;coal spontaneous combustion;“3-zone”of spontaneous combustion

TD712.6;TD752.2

A

1006-6225（2012）01-0083-03

2011－08－19

贵州省科技厅重大专项计划资助项目 （黔科合重大专项字［2008］6012）

马 曙 （1982－），男，湖南湘阴人，硕士，工程师，主要从事煤矿瓦斯灾害防治方向科研工作。

［责任编辑:邹正立］