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高瓦斯易燃煤层综放工作面的防灭火研究

2014-04-05

山西焦煤科技 2014年7期
关键词:遗煤化剂放顶

昝 平

(大同煤矿集团公司 云冈矿, 山西 大同 037003)

煤层自燃火灾是矿井的主要灾害之一。煤层自燃是矿井安全生产的重要威胁因素,其不仅会影响到煤矿的正常生产,更有可能对煤炭资源及矿井设备造成严重损害,甚至可能造成人员伤亡等重大安全事故。

目前,国内外防灭火技术主要包括均压技术、预防性灌浆技术、阻化剂技术、注水技术、惰性气体技术等。通过对各种防灭火技术的应用分析对比,得出应着重推广应用三相泡沫防灭火技术的结论。

1 放顶煤工作面自然发火规律特点及影响因素

放顶煤工作面自然发火规律突出表现在采空区遗煤自燃,特别是矿井深部的容易自燃厚煤层开采。采空区遗煤自燃影响因素主要有:1)放顶煤工作面回采率为65%~80%,采空区不同程度地留有遗煤,遗煤越多越易自燃。2)漏风供氧:深部煤层顶板压力较大,封闭采空区的密闭存在被压炸的现象,不及时维护,极易造成漏风。一旦存在漏风供氧条件,极易发生煤炭自燃。所以,只要回采速度缓慢或采后采空区存在漏风,都极易发生遗煤自燃。

2 低位放顶煤开采防火技术

以某矿12#层408盘区低位放顶煤综采工作面8826为例,工作面设计倾向长139.4 m,走向长1 600 m,工作面地质储量约217万t,可采储量约171万t。采煤方法选用单一长壁式低位放顶煤开采,工作面整体回采率可达80%。其中,机采率可达98%,放顶回采率可达65%。工作面采高3 m,放煤高度为3.68 m。

结合该矿8826工作面的生产条件,确定采用以下三步对该工作面进行防灭火:1)向采空区喷洒阻化剂。该技术是工作面在回采期间防止采空区遗留煤炭自燃的主要途径。2)向采空区注氮。该技术需在回采工作结束后对采空区封闭前进行。3)构建局部的均压防火系统。该技术用来封闭采空区。具体技术方案如下:

2.1 阻化剂防火

在8826工作面采空区喷洒阻化剂(工业氯化钙CaCl2·5H2O)一般选在工作面正常开采以及停采搬家阶段。喷洒阻化剂前须在工作面皮带巷与回风巷建立移动式喷洒阻化剂泵站,然后利用水枪及喷嘴向采空区内喷洒阻化剂,对采空区易自然煤层起到隔氧作用,达到防止煤炭自燃的效果。

1)喷洒阻化剂的位置。

工作面正常开采期间,对工作面开采线、煤柱线、停采线与采空区易自燃带喷洒阻化剂可达到较好的防灭火效果,即俗称的加强工作面“三线一带”的管理。

2)喷洒阻化剂的相关参数。

a)阻化剂的一次性喷洒量:

V=K1×K2×L×S×H×A×γ

(1)

式中:

V—阻化剂每日一次性喷洒量,t;

K1—阻化剂药液加量的系数,取1.2;

K2—采空区遗留煤的容重,t/m3,取1.3;

L—喷洒长度,m,取 40(上下隅角各20);

S—喷洒宽度,m,按日推进距离计,取3.5;

H—遗留煤炭的厚度,m,取1.0;

A—遗留煤炭的吸药量,t/t,取0.03;

γ—所装药液的容重,t/m3,取1.15。

将8826工作面相关喷洒参数代入式(1),得:

V=7.5 t

b)对阻化率的测试:

E=(A-B)/A×100%

(2)

式中:

E—煤的阻化率,%;

A—阻化处理前的煤样在100℃条件下放出CO的数量,×10-6;

B—阻化处理后的煤样在100℃条件下放出CO的数量,×10-6。

由8826工作面现场实测条件可知,该工作面几乎没有发现CO。因此,8826工作面喷洒阻化剂的阻化率是无法计算的,故可不做参考。

c)喷洒阻化剂的设备。

8826工作面喷洒阻化剂的设备使用的是型号为KMB-36-3的防火阻化多用泵。该多用泵共布置2台,喷嘴共计10个,直径为13 mm的高压管长度约300 m。皮带巷与回风巷各布置3辆矿车,其中:两辆用来盛放液体阻化剂,交替使用;一辆用来存放固体阻化剂。

d)阻化剂防火注意事项。

阻化剂防火重点在超前预防,特别是在工作面停采搬家期间,要加大工作面尾部阻化剂的喷洒量,充分发挥阻化效果,同时保证喷洒质量和时间的连续性。

2.2 注氮防火

考虑到8826工作面西高东低(即呈下坡走势),在未封闭前如采取注浆或注水等其它措施,其防火材料不能积存在采空区或覆盖、包裹在可燃物表面上,所以选取注氮防火措施。

2.2.1制氮方式

因膜式制氮机安装、维护、操作方便、安全可靠,无需预制氮时间,且成本较低,故选取膜式制氮机。

2.2.2注氮工艺

注氮防火主要是通过空分设备分离出氮气,再通过低压储气罐经加压机送至输氮管路,通过管路连续不断送到防火区域,进行注氮防火。就8826工作面而言,将注氮设备稳放在8826巷口宽敞的地点,通过管路将氮气注入采空区。

2.2.3注氮参数的确定

1)采空区注氮量的确定。

选用的注氮方式是采空区埋管注氮,可按如下方法计算:

a)按采空区内氧化带含氧量计算:

q=60×Q漏(C1-C2-C3)/C3

(3)

经计算,q=1 800 m3/h

b)按作业场所氧含量计算允许最大注氮量:

(4)

经计算,q≤5 684 m3/h

(5)

从上述计算可知:作业场所氧含量计算允许最大注氮量大于两种方法计算的采空区注氮量,即能满足注氮要求。

2)输氮管路系统选型。

因工作面埋管将丢弃在采空区内,不能回收复用,故选用小直径管子有利,但如选太小直径支管,阻力过大,故选用6英寸抗静电塑钢管。

通过上述两种防灭火技术的应用,该工作面安全顺利采出,但仍存在诸多不足之处。

由于放顶煤工作面防火技术的工艺复杂,遗煤较多,防火仍然很难做到万无一失。如2005年3月该矿在第三个低位放顶煤工作面12#8828封闭时出现了一氧化碳,其后最高浓度达0.11%,后采取多项措施,投入大量的人力和物力才将一氧化碳降到零。

2.3 三相泡沫防灭火

针对发生的问题,应用三相泡沫防灭火技术。三相泡沫防灭火的原理主要是隔热、封闭、窒息氧气。

1)三相泡沫注浆流程。

在三相泡沫的注浆系统改造完成之后,就可以顺利进行三相泡沫的灌注。三相泡沫具有优良防灭火性能时,其技术参数满足如下条件:水灰质量比2∶1~4∶1,产生泡沫量为450~900 m3/h,发泡倍数大于30倍且稳定的时间高于8 h,发泡剂的质量分数大于0.2%,耗浆量一般为15~30 m3/h。

由以上分析可知,在制作三相泡沫的过程中,必须严格控制发泡剂量、黄泥浆流量、水土比例、氮气的流量以及纯度参数等。除此之外,必须清晰说明整个管路系统的布置与注浆点的埋管布置等问题。

2)制浆工艺。

黄泥制浆的工艺过程如下:高压水枪直接向黄土山坡冲击,利用水的冲力将黄土冲出,然后随水流流下,在流下的过程中混合初步形成泥浆;冲下的泥浆流入集浆沟,经过一道过滤网过滤,除去杂物后流入泥浆搅拌池,经搅拌机搅拌,形成均匀的泥浆水,然后按一定的水土比成浆后再次通过泥浆池底部的过滤网,利用阀门调节流量,使其流量控制在20 m3/h,然后流入井下注浆干管,通过风井进入井下巷道。

3)管路系统的布置。

黄泥浆在井下管道的输送,一般利用其自身重力便可运送到井下相应的灭火地点。回风巷中预埋铁管与支架后方沿支架方向预埋的4英寸管路相连。工作面正常开采期间每推进30 m就利用预埋管路向采空区灌注三相泡沫约12 h。

3 结 论

1)通过对矿井历年发火情况进行分析和生产实践证明,采空区遗煤由于顶板裂隙发育、漏风等原因,造成了氧气在破碎煤体表面聚集引起温度的上升,最终导致煤的自然发火。

2)放顶煤工作面防火工程量大,工艺复杂,投资大,搬家封闭时间较长,各项防火技术应用稍有不慎就可能造成采空区遗煤自燃。一旦发生火灾,将投入更大的人力和物力,同时造成安全隐患。

3)三相泡沫防灭火技术利用现有常规防灭火技术与手段,同时又克服目前注浆、注惰气、注惰气泡沫、注阻化剂等防灭火技术的不足,防灭火效果显著。

因此,对特殊的地质条件以及特殊的煤层赋存条件,应推广应用三相泡沫防灭火技术。

参 考 文 献

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