一、研究背景

矿井火灾是煤矿的重大自然灾害之一。矿井火灾不仅能使矿井遭受巨大的物质损失，同时它也是导致井下职工伤亡的重要根源。我国煤矿自然发火非常严重，国有重点煤矿和国有地方煤矿中煤炭自燃火灾次数占矿井火灾总次数的94%，可见煤炭自然发火（如采空区遗煤、掘进巷道或回采工作面破碎煤体的自燃等）是煤矿火灾主要的致因之一，尤其是采空区煤自燃火灾，其发生的次数占总自燃火灾次数的60%以上，同时煤矿火灾的发生还经常引发瓦斯爆炸、煤尘爆炸等一系列重大事故，严重威胁着矿工的生命安全，给国家带来了惊人的资源损失和设备破坏。

高位巷道瓦斯抽采技术是国内的瓦斯抽采方式之一，主要是通过距离开采煤层一定高度，开拓专用瓦斯排放巷，实现本煤层采空区、邻近层、及围岩等地点的瓦斯源的抽采，降低工作面回风巷的瓦斯浓度，杜绝上隅角瓦斯超限的的瓦斯治理技术，实现煤与瓦斯共采，得到广泛推广。但是从防灭火角度出发考虑，此种瓦斯处理方式，增加了采空区浮煤自燃风险。主要体现在：1）巷道瓦斯抽采，造成工作面、采空区及抽放巷道间存在漏风通道及动力；2）采动应力及抽采巷道松动圈造成采空区煤岩裂隙充分发育，漏风加剧，采空区浮煤压实程度降低；3）采空区浮煤一旦氧化，采空区高温点与抽采巷道存在位差和温度梯度，从而形成的内生火风压，加剧漏风，加剧采空区破裂遗煤的自燃进程。

二、研究内容

1.主要研究内容

（1）研究采空区煤岩裂隙发育特征，明确采空区上覆煤岩裂隙与高位巷贯通规律；定性分析抽采方式对采空区漏风的影响，确定瓦斯抽采对煤自燃的扰动影响规律；

（2）识别煤自燃关联因素，建立瓦斯抽采与煤自燃的耦合关系及受控因素模型；

（3）实验研究煤层自燃特征参数：不同粒度煤的吸氧特征、沿走向的煤层含硫分布、煤的热解特征温度分布、不同氧化程度的煤微观结构跃迁、大煤样自然发火期。

（4）实验室测试分析煤自燃气体产生规律及敏感性，综合确定煤自燃预测预报气体指标及预报临界值；此外，进一步确定高位巷及上隅角在现有防灭火技术措施干预下可接受的气体指标值；

（5）利用井下实测技术手段对采空区温度、氧气浓度分布、一氧化碳等衍生气体规律进行实测研究，分析研究氧化指标随推进度的变化规律，以及测点温度与一氧化碳等衍生气体的拟合关系；

（6）通过示踪气体分析工作面采空区漏风特征，识别漏风通道及采空区漏风量，上下采空区漏风机制，为采空区漏风控制提供依据；

（7）基于上隅角一氧化碳、风排瓦斯、上隅角瓦斯、采空区氧化带接受宽度等为指标，综合考察瓦斯抽采量的合理范围；

（8）以煤矿现有防灭火技术措施基础上进行整合，结合不同危险程度制定完善防灭火体系，并在优化现有防灭火技术的基础上，检验防灭火技术措施的有效性与适用性，完善防灭火综合技术体系。

2.项目技术指标

（1）通过实验数据总结、现场数据观测，分析并获得瓦斯抽采技术条件下采空区浮煤自燃特征、漏风规律。

（2）确定煤层自燃标志性气体及临界指标，配合井下束管系统，为井下快速响应提供防灭火决策依据。

（3）分析瓦斯抽采诱导采空区浮煤自燃的耦合关系及影响效应，确定合理瓦斯抽采参数。

（4）在防灭火措施下，采空区氧化宽度在合理范围，上隅角一氧化碳不超限。

3.研究方法及技术路线

通过理论分析、实验研究、现场观测，数值计算分析的手段：识别瓦斯抽采诱导采空区浮煤自燃的关联因素及耦合关系；掌握采空区煤岩裂隙演化与高位巷贯通特征；论证瓦斯抽采量合理范围；掌握瓦斯抽采的采空区漏风特征及流场分布规律；分析瓦斯抽采参数对自燃的关联性；分析采空区浮煤的自燃特征及规律，判定采空区最易自燃危险区域，明确防灭火主要处理对象；掌握瓦斯抽采诱导采空区浮煤自燃影响效应；确立采空区浮煤自燃的标志性气体及临界指标；建立综合的防灭火技术手段。研究技术路线如图1-1所示。

图1-1 项目实施技术路线

三、研究结论

该项目以某煤矿为现场研究地点，结合实验室平台技术手段，按照上述研究技术路线，经长期现场测定及技术检验，得出以下研究结论。

1.利用实验室设备，通过氧化动力学自燃倾向性判定方法，经测定分析发现某矿煤层自燃倾向性指数分别为507、556，均属于Ⅰ类易自燃。

2.经实验室测定分析发现，煤样在不同含油量时，随着含油量的增加耗氧速率而降低，主要是由于石油一定程度上阻碍了煤样对氧气的吸附；不同含油量的煤样随着含油量的增加C2H6、C2H4、C3H8气体生成量开始快速增加的温度点向后发生推移，并且在后期随着含油量的增加而减少。含油煤样，随着含油量的增加其自燃倾向性指数变大。

该矿不同含油量煤样0%，2.5%，5.0%的临界温度分别为：73.5℃、91.4℃、95.4℃；增速温度分别为245.0℃、256.5℃、272.2℃；干裂温度分别为，159.3、193.5、--，活性温度分别为，160.0、197.0、--；着火点分别为，295.1℃、294.1℃。通过分析活性温度与着火点的质量变化量得到了含油量为0%、2.5%的最大增重比，分别为1.13%、0.49%。通过不同含油量的特征温度点可以得知，随着含油量的增加各特征点（除着火点）出现向后推移的现象。但含油量为2.5%干裂温度、活性温度、着火点并未出现。此外含油量为0%、2.5%的煤样的着火点较为接近。

通过傅里叶变换红外光谱仪获得了不同含油量（0%、2.5%、5%）的红外光谱。对不同含油了量的红外光谱进行了分析，通过分析确定了造成谱图发生改变的主要原因是油当中含有相应官能团的物质。

3.通过5吨煤量大煤堆实验测试发现，煤在氧化升温过程经历了典型的三个不同升温速率变化阶段，以50℃和100℃做为分界温度点；在煤温低于90℃时，煤的耗氧速度较低，即此时反应较弱。在90～120℃之间时，耗氧速度逐渐增加，即反应在逐渐加强。煤温大于120℃后，耗氧速度急速上升，意味着反应急剧加快，煤温也是快速升高。在煤温到达在约100℃时为干裂温度之后煤的温度快速上升，很快煤温即可超过燃点，形成自然发火；经实验测试结果分析显示，某矿煤样的实际自然发火期确定为65天。

4.通过现场实测和分析，确定了该项目所研究矿区3-2煤层和4-2煤层采空区危险区域，结果显示：某矿221工作面采空区进风巷散热带范围在0~35m，氧化带在35~130m，窒息带在130m以上；回风巷散热带在0~42m，氧化带在42~125m，窒息带在125m以上。另一煤矿423工作面散热带在0~43m，氧化带在43~75m，窒息带在75m以上。下石节2302工作面采空区进风巷端散热带为0～55m，自燃带为55m～95m，窒息带为95m～∞。采空区回风巷端散热带为0～42m，自燃带为42m～84m，窒息带为84 m～∞。

5.通过理论分析，建立了采空区松散煤体自然发火微循环过程的数学模型，分析了采空区松散煤体气流微循环非线性渗流过程、采空区松散煤体能量的传递以及采空区松散煤体氧气特征等，并结合高抽巷瓦斯抽采漏风情况进行了FLUENT数值模拟分析。通过数值模拟，在工作面风量取值为1100m3/min时，分析抽放量对采空区漏风流场、氧气浓度场、瓦斯浓度场的分布影响，并结合实测分析结果确定出高抽巷的合理抽放量为270~280m3/min。

6.采用连续定量释放SF6的方法以及单元法分别对两个煤矿的2个工作面进行了漏风的测定。经测定分析获得工作面在回采各阶段工作面的漏风率在14.73%~20.73%之间。这主要是由于工作面的局部裂隙发育可以贯通高抽，有利于瓦斯抽放，高抽巷与工作面的气压差，造成工作面风流沿煤层裂隙涌往高抽巷，高抽巷的存在使大量风流经进风巷流入采空区后，部分风流又进入高抽巷，高抽巷的负压抽放作用增加了采空区的漏风。风流从靠近进风巷端至切眼处区域进入采空区，然后风流从靠近回风巷端流出，也增大了浮煤自燃危险性。同时，通过FLUENT数值模拟软件，模拟了综放工作面不同漏风量采空区漏风规律。并根据风速划分方法，划分出了工作面不同风量时的采空区的自燃三带。

7.针对所研究矿区特有油气共生高瓦斯易自燃煤层特点，制定出了汽雾阻化、采空区注氮、工作面走向插管灌浆以及超前钻孔注三相泡沫等主要的防灭火技术措施方案。为了观测和检验防灭火措施实施后的达到的效果，布置了温度和束管检测系统，检测采空区温度和气体生成情况。同时，结合工作面实际回采情况，实施了工作面走向插管灌浆方案，并取得了良好的防灭火效果。

小编点评 

矿井火灾不仅使矿井遭受巨大的物质损失，同时它也是导致井下职工伤亡的重要原因。同时煤矿火灾的发生还经常引发瓦斯爆炸、煤尘爆炸等一系列重大事故，严重威胁着矿工的生命安全，给国家带来了惊人的资源损失和设备破坏。在此背景之下，本期头条从研究背景、研究内容和研究结论三个角度切入，为大家介绍高瓦斯油气共存近距离煤层群自燃防治技术。逻辑严谨，内容充实，对提高矿井工作的安全性有重要作用。

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