工作面前期支护对后期防灭火风险分析研究

秦 鹏 刘虹妹

（1.山东省天安矿业集团有限公司，曲阜 273100；2.山东省工业和信息化研究院，济南250022）

随着煤炭浅部资源的减少，深部资源的开采成为必然。煤矿进入深部开采后，随着地质环境的恶化和煤岩体力学响应的非线性化，突发性重大灾害发生概率显著上升，其中以冲击地压为代表的煤岩动力灾害机理最复杂、防治难度最大，其次为矿井内因火灾事故。星村煤矿目前主采3 煤层，其深埋、坚硬厚层顶底板，脆性煤层，开采区域内存在褶曲、断层等构造的复杂地质条件。矿井所采三煤自然发火期短，回采工作面在回采过程中极易发生自然发火事故。因此，如何有效采取创新技术综合治理自然发火成为关键。本项目从支护的根本上对后期防灭火控制进行创新研究，从而达到保证矿井安全的目的。

以往支护与防灭火之间未能达到统一的平衡点，支护仅仅用来控制矿压和确保顶板的安全，对防灭火风险控制不足，造成后期防灭火工作处理难度大、成本高[1]。本项目重点研究前期支护对防灭火的影响，同时进行了系统分析和科学实验验证，通过支护阶段采取相应措施减轻后期防灭火压力。

1 工作面支护与防灭火之间的分析研究

综放工作面在回采前如何精确划分巷道和采空区浮煤自燃危险区域至关重要[2]。根据综放工作面回采期间采空区遗煤自燃的特点，采用实验测定相关重要参数，结合现场实际情况，划分现场不同条件下能够引起煤体自燃的极限参数，然后确定实际条件下的综放面采空区“三带”分布规律、自燃危险区域和合理推进速度，为工作面煤层自然发火的防治提供技术支持，形成采空区自然发火预测预报模型，对工作面采空区漏风状态进行数值模拟与计算。

工作面回采巷道煤层自燃与松散煤体厚度、对流散热强度、煤体当量粒径以及氧的渗透量息息相关。若从单一参数考虑，体自燃引起都有一个极限条件，超出该极限条件的煤体不可能引起自燃。

根据能量守恒定律，当采空区浮煤自燃氧化放热量不小于顶底板散热量和风流带走热量之和的情况才会引起煤自燃升温，即采空区浮煤氧化放热量能引起升温必须满足：

式中：ρg为工作面风流密度，g·cm-3；cg为工作面热容，J·g-1·℃-1；q0(T)为实验测定煤的放热强度，J·cm-3·s-1；λe代表浮煤导热系数，J·s-1·cm-1；代表采空区内漏风速度，cm·s-1。

根据式（1）可知，采空区遗煤自燃需要足够的浮煤厚度，积聚浮煤氧化产生的热量，提供足够氧气浓度使得浮煤产生足够的氧化热升温所需热能，低量的漏风强度不会使风流将煤体自燃产生的热量带走。

采空区煤体自燃极限参数主要包含采空区最小浮煤厚度、采空区极限漏风强度和采空区极限氧浓度。本项目主要研究支护对防灭火的影响，包括采空区最小浮煤厚度的确定和支护的控制影响形变曲线。

2 采空区三带划分

采空区遗煤自燃根据《煤矿防灭火细则》可划分为散热带、氧化带和窒息带[3]。三带在工作面生产过程中呈动态变化，其中工作面推进速度是影响三带划分的重要因素。

2.1 散热带

散热带是指在某一特定温度下，足够的氧浓度使得煤体充分氧化放热，产生的热量一直小于或等于散发热量的集合。散热带紧靠工作面，一般不会发生 自燃。

判定条件如下：

式中：Q 为氧化放热强度；h 为浮煤厚度。

2.2 氧化带

氧化带是指在某一特定温度下产生的热量大于散发热量的集合。氧化带遗煤氧化蓄热容易引起自燃。

氧化带判定条件如下：

式中：Q 为氧化放热强度；h 为浮煤厚度；C 为氧气浓度。

2.3 窒息带

窒熄带是指在某一特定温度下，存在足够的浮煤厚度和蓄热条件，但氧浓度低导致产生的热量小于或等于散发热量的集合。

窒熄带判定条件如下：

式中：C 为氧气浓度。

工作面采空区三带静态划分范围见图1。

3 实验过程及分析

3.1 观测点布置

根据现场实际情况设置了14 个测点，轨道顺槽和运输顺槽分别布置测点8 个测点和6 个测点，轨道顺槽测点编号为1#、3#、5#、7#、9#、11#、13#、15#，运输顺槽测点编号为2#、4#、6#、8#、10#、12#。其中，轨道顺槽的1#、3#、5#、7#、11#、15#和运输顺槽2#、4#、8#为施工的顶板观测钻孔，其余点钻孔为巷道两帮钻孔。各测点钻孔具体位置关系如 图2 所示。

3.2 采空区浮煤厚度内部分布状况

根据矿井综放工作面实际观测情况，理论上进行计算和推论。

工作面进风顺槽端头架处浮煤厚度为（7.15-2.3）÷ （1-20%）≈6.0 m，浮煤宽度约为3 m。回风顺槽端头支架处浮煤厚度为（7.15-2.3）÷（1-20%）≈6.0 m，浮煤宽度约为4.5 m。进风顺槽浮煤厚度为（7.15-3.6）÷（1-20%）≈4.4 m；回风顺槽浮煤厚度为（7.15-4.1）÷（1-20%）≈3.8 m；两顺槽的浮煤宽度约为3 m；工作面中部回采率85%范围内的浮煤厚度为7.15×（1-85%）÷（1-20%）≈1.4 m。

浮煤宽度大约130 m，工作面为“双倾角”特殊情况，工作面老顶在跨落时向下速度较快导致落地后产生位移，使得理论计算浮煤厚度发生偏移。根据现场观测和理论计算，可推断出发生位移改变后的浮煤分布的具体情况[4]。

进风顺槽浮煤厚度及宽度分布依次为：进风顺槽浮煤按4 m 厚度、3 m 宽度计算；进风顺槽端头支架浮煤按4 m 厚度、15 m 宽度计算；工作面回采率采用85%范围内的浮煤按1.5 m 厚度、120 m 宽度计算；回风顺槽端头支架处浮煤按4 m 厚度、5 m 宽度计算；回风顺槽浮煤按2.5 m 厚度、2 m 宽度统计（注：回风顺槽由于外帮及隔离墙的支撑，本身锚网支护强度高，故顺槽的顶煤几乎不冒落）。根据上述计算可绘制综放工作面面采空区内部浮煤厚度等值线及浮煤厚度分布图，如图3 所示。

3.3 实验验证

3.3.1 顺槽煤体氧气浓度变化分析

根据测点取样分析，工作面轨顺测点氧气浓度随时间变化曲线如图4 所示。

3.3.2 顺槽煤体漏风强度变化分析

根据矿井煤样自燃性实验测试结论[5]，采取不同的测点取其实测温度的平均值，利用顺槽测点实测的氧浓度，推算轨道顺槽的漏风强度，结果如图5 所示。

4 结果分析

根根据试验结果确定不同的支护参数，选择合理的支护方式。通过采空区浮煤厚度结合防灭火管理，考虑本井田煤层赋存深度大、断层构造发育等特点，工作面选ZF6200/17/30 型支撑掩护式液压支架，支护强度为0.85 ～0.87 MPa，端头选用ZFG6500/19/32型 过 渡 支 架， 支 护 强 度 为0.85 ～0.87 MPa。 工作面支护强度大于0.533 MPa，满足要求。工作面选用9ZF6200/17/30 型中间支架，排头支架选用5ZFG6500/19/32 型过渡支架，溜头端头选用ZT18700/18/35 型端头支架。综采工作面液压支架型号为ZF6200/17/30，额定支护强度为830 kPa。工作面支架工作阻力在线监测周期来压时支护强度平均最大值为532.96 kPa，与经验公式计算数相比稍大，但其值只占支架额定支护强度的64.21%（计算过程为532.96÷830），故所选架型（支撑掩护式）能够满足顶板管理和安全生产需要。

据以上试验选取相应的支护支架既满足了支护需求，又减少了后期回采时工作面的防火压力与工作面。工作面回采期间回风流一氧化碳浓度不超过10 mg·m-3， 工作面巷道变形量不大于5%。

5 结语

项目首次针对工作面前期支护对防灭火的影响进行研究，将采空区浮煤自燃极限参数引入防灭火治理：完善支护对防灭火时间形变曲线，在保证矿压和顶板支护安全的前提下追加防灭火控制要素；根据影响自然发火的因素确定前期支护参数，有效减轻了后期回采时工作面防灭火压力。本文从系统工程角度出发，对前期支护水平及生产动态过程进行研究，分析其对防灭火的影响，根据研究制定相应的对策及实施验证，有效解决了前期支护与后期交叉影响带来的困难。