王 昕，郭 英，师 童，王 旭，魏高明，张 超

（1.西安科技大学 安全科学与工程学院，陕西 西安 710054；2.兖州煤业股份有限公司 鲍店煤矿，山东 济宁 272000）

随着浅部煤炭资源日益枯竭，深部煤层资源开采逐渐成为趋势，深部边远煤层开采过程中，地应力高，地温高，煤体裂隙发育[1-3]。采空区周边形成漏风流压差，导致其漏风量增加，煤自燃危险性增大[4-5]。

近年来，许多学者针对深部边远采空区煤自燃规律、漏风规律及防控措施做了大量研究。邓军[6]等提出随着温度升高，比热系数会提高，通过对比热系数、热物性参数进行不确定计算，为煤自燃防治提供依据；文虎[7]提出根据煤自燃危险区域动静态特征，结合区域特点、预警时序、风险等级、监测手段等因素，分区分级、分类分时、协同适配防控煤自燃灾害；高宇[8]建立了堵漏、注胶、注惰气的防灭火措施；马砺等[9]根据俯斜开采条件下深井煤自燃危险性，分析确定出危险区域，提出了针对性强、高效分区域防灭火系统方法；秦波涛[10]等研发了三相阻化泡沫、凝胶泡沫、无机固化泡沫、稠化砂浆等技术对煤自燃有效防控。但是，针对深部边远采区漏风严重、俯斜开采下防治效率低下、注浆困难等技术难点，亟需研究适合于深部边远采区煤自燃防控的方法与技术。为此，以鲍店煤矿深部采区7302 工作面为例，通过危险性分析与SF6示踪法研究采空区漏风规律，提出开切眼旋转、过断层、停采的自燃预控方法，对深部边远综放工作面的采空区煤自燃灾害预测和防控工作具有一定的指导意义。

1 工作面概况

7302 综放工作面位于七采区3 煤层西翼北部面长为288 m，运输巷长度为1 972 m，回风巷长度为2 135 m，平均煤层厚度为9.05 m，工作面煤层走向为西北高，东南低，煤层倾角平均8°。工作面内发育了Ⅶ-F3、Ⅶ-F77、Ⅶ-F63、Ⅶ-F764 条断层，Ⅶ-F3断层附近煤层倾角变大，最大70°，局部最大丢底煤为3.3 m，Ⅶ-F63断层与工作面边界相连，Ⅶ-F76属于隐蔽断层，断层区域煤体破碎严重，丢煤量大，自燃危险性强。工作面采用综采放顶采煤法，采高为3.5 m，放煤高度为4.61～6.19 m。该工作面选择采用“U”型通风方式，进风巷风量为1 700 m3/min。7302 工作面平面布置图如图1。

图1 7302 工作面平面布置图Fig.1 Layout plan of 7302 working face

2 工作面煤自燃危险分析

2.1 煤自燃危险区域分析

工作面位于深部边远采区，矿压大，受矿井冲击地压防治的影响，推采速度慢。工作面采用俯斜布置，注浆等措施易流失，难以堵住采空区漏风。相邻工作面预留薄煤柱破碎，采空区漏风增加。旋转开采、过断层及停采期间受推进速度和丢煤的影响，自燃危险性增大。

1）旋转开采时期。工作面初采期间为扇形旋转式俯斜开采的方式，以运输巷端头为圆心推进，运输巷与开切眼有126°夹角。工作面上部推采快，下部推采慢，走向30 m 区域及1#～10#架区域回采初期不放煤，丢煤量大。推进时间长，增加了煤自燃风险。

2）过断层时期。Ⅶ-F3断层落差大，断层附近煤体破碎，丢煤量大。为加强顶板管理，工作面过断层推进速度慢。遗煤与氧气充分接触，很可能引起煤自燃。Ⅶ-F76是隐蔽断层，会有大量的漏风通道。监测发现：工作面回风隅角CO 体积分数为64×10-6，回风流中CO 体积分数为16×10-6，挡风帘内2 m 区域CO 体积分数为68×10-6。

3）停采时期。工作面停采前有20 m 范围不放顶煤，遗煤多，裂隙发育。末采期间工作面的两巷端头存在大量的漏风通道，使遗煤与空气缓慢氧化，煤自燃的危险性增大。工作面停采撤架时间长，停采时期煤自燃防控难。

2.2 工作面漏风测定

采用SF6示踪法对采空区漏风情况进行测定[11-13]，通过分析采集气样中是否含有示踪气体的量来确定漏风规律[14]。同时，依据气样中示踪气体出现的时间和体积分数对采空区的漏风量与最小漏风速度进行计算[15]，其最小漏风速度公式如下：

式中：Q 为采空区漏风量，m3/min；υ 为最小漏风速度，m/s；A 为工作面断面面积，m2；VSF6为SF6体积，m3；t 为从释放示踪气体到采集到示踪气体气样的时间间隔，s；c 为SF6体积分数，10-6；u 为SF6气体总量，L；K 为漏风率；φ1（SF6）为SF6流入的体积分数，10-6；φ2（SF6）为SF6流出的体积分数，10-6。

7302 综放工作面漏风测点布置如图2。

图2 7302 综放工作面漏风测点布置Fig.2 Layout of wind leakage measurement points in 7302 fully mechanized caving face

SF6释放点设置在距离7302 工作面下隅角50 m 处进风巷。1#采样点位于工作面下隅角处，2#采样点设置于距工作面进风端头96 m，3#设置位于距工作面进风巷192 m，4#位于工作面回风隅角，5#设置在回风巷中。测点SF6体积分数分析图如图3。

图3 测点SF6 体积分数分析图Fig.3 Measurement point SF6 volume fraction analysis chart

由图2、图3 可知：①1#采样点检测的SF6体积分数在0～3 min 内呈现持续上升趋势，3～20 min 保持在4×10-6以上，20 min 后为0，1#测点SF6体积分数为121.28×10-6，气体总量为13.10 L；②2#测点SF6体积分数在2～20 min 内呈上升趋势，10 min 内保持在2.5×10-6以上，但30 min 后SF6体积分数急剧下降，50 min 后无SF6气体，0～20 min 中内工作面向支架区域扩散导致各测点检测到较高体积分数SF6，20 min 后SF6体积分数变化为其他漏风通道所致，计算出2#测点空隙漏风速度为0.667 m/s，在采空区内部通道最小漏风速度为0.066 m/s；③3#测点在0～2 min 内无示踪气体SF6，3～20 min 内SF6体积分数持续上升；20～40 min 保持在2.1×10-6，在40 min 后持续下降，3#采空区漏风通道最小速度为0.133 m/s；④4#测点在0～3 min 检测不到SF6气体，3～20 min 气体持续增加，20 min 开始下降，40～90 min 保持相对稳定状态，90 min 之后开始呈下降，表明4#存在漏风通道；⑤5#测点在0～3 min 检测不到SF6气体，3 min 后体积分数开始呈上升趋势，20 min后保持在0.6×10-6，30 min 后却呈现下降趋势，120 min 后检测不到其气体。经计算5#测点的SF6气体总量为115.94×10-6。

根据式（5） 及分析得到工作面的漏风率为15.87%。工作面漏风方式主要是由工作面向支架后部区域的扩散作用造成漏风[16]。通过现场测定及测点漏风速率的计算，对7302 综放工作面采空区的漏风规律进行分析。漏风最为严重的是支架与工作面空隙漏风，漏风率为15.87%，其他漏风影响较小。

3 煤自燃超前防控方法

3.1 旋转开采时期防灭火技术

7302 综放工作面初采期间为扇形旋转式推进缓慢，煤自燃的可能性大。为了更好监测和防治煤自燃，采用束管监测预警为辅，采用重点区域注胶堵漏、注氮惰化的防控措施。

1）监测预警。在运输巷端头、20#、40#、60#、80#支架布置气体检查测点。采用铠装式光纤光栅温度监测系统沿着工作面运输巷（600 m）、工作面回风巷（600 m）、开切眼（300 m）支护墙体布置测点，每隔30 m 设1 个温度测点，距地面80 cm，通过对测点温度的变化掌握采空区浮煤氧化状态。

2）架后区域注胶。从运输巷端头至80#支架开始钻孔，每隔5 个支架施工1 组防灭火钻孔，通过钻孔向采空区压注防灭火材料，对架后重点区域进行预防治理，直至旋转开采调面结束，防治煤氧化自燃。

3）开切眼处注氮。开切眼位置在旋转调面的过程中存在大量的漏风，因此，在运输巷侧距开切眼50 m 埋入注氮管路，向采空区压注氮气，降低氧气的体积分数。

4）喷洒阻化剂。对采空区存在的遗煤喷洒阻化剂，实现采空区遗煤阻化。

3.2 工作面过断层时期防灭火技术

工作面过断层期间，运输巷侧丢煤量大、煤体破碎严重，为了防止此时期采空区煤自燃火灾隐患的发生，采取以下方法:

1）工作面两巷隅角每隔20 m 施工1 道风筒布包覆的隔离墙，增强堵漏风效果。

2）在运输巷采空区预埋110 mm 注氮管路，出口处施工小木垛进行保护管路，末端抬高并安设花管，防止管口堵塞，加注水雾；在运输巷隅角敷设五芯束管100 m 做好保护，对采空区气体进行持续检查。

3）对两巷隅角浮煤压注高吸水材料，设置隔离墙，减少漏风量，对架后的遗煤进行阻化处理，全面覆盖回风巷与运输巷隅角附近5 个支架。

4）工作面每推进40 m 由运输巷向采空区注氮气惰化；过断层后对两巷隅角浮煤压注防灭火剂。

3.3 停采撤面时期的防灭火措施

工作面停采撤面时期通过隅角设煤垛墙、气体监测、注氮和注胶等对煤自燃危险区域超前防控：

1）停采前分别在两巷端头距终采线30、15、5 m的进回风隅角各施工1 道3 m 煤垛墙，墙内埋设注氮管路、监测束管。

2）调整好架间距，每3 个架间必须确保有2 个架间留设间隙能正常施工防灭火钻孔。

3）停采撤面时，调整工作面风量低至400 m3/min。

4）在两巷采空区隔离墙垛内留设注胶管路、监测束管，两端头及运输巷的隔离墙间累计压注胶体670 m3；两巷端头终采线处各架设木垛，木垛外施工隔离墙，隔离墙外喷洒厚度为200 mm 的封堵材料，并安设挡风帘，防治端头漏风。

5）停采撤面后，采空区注胶体，对重点区域进行补注，架间注胶量大于500 m2；运输巷注氮量控制在500 m3/h 左右，泄水巷注氮量在200 m3/h 左右。

4 效果分析

4.1 旋转开采时期

工作面旋转开采阶段气体变化图如图4。

图4 工作面旋转开采阶段气体变化图Fig.4 Gas change diagrams in the rotating mining stage of working face

由图4 可以看出，旋转调面时，运输巷开采速度慢，遗煤在空气中暴露时间长，在第10 d 回风隅角CO 体积分数达22×10-6；通过光纤测温、压注防灭火材料、施工隔离墙等措施，使回风隅角的CO 体积分数始终保持在18×10-6以下，回风流的CO 体积分数均保持在6×10-6，说明遗煤在空气氛围下，并没有发生较大的氧化复合反应[17]，说明采取的防控措施有效降低了煤的氧化反应，保障工作面的正常开采。

4.2 工作面过断层时期

工作面过断层区域气体变化图如图5。

由图5 看以看出，前8 d 内，工作回风隅角的CO 体积分数达到了64×10-6，回风流中的气体体积分数也达到了30×10-6。此阶段上升原因是过断层期间运输巷侧煤体破碎严重、丢煤量大、漏风加大。通过采取注胶注氮、对两巷充填高吸水材料等措施，使回风隅角的CO 体积分数在2 d 内降低到18×10-6以下。采取的防治措施有效地封堵漏风通道，抑制煤氧化。

图5 工作面过断层区域气体变化图Fig.5 Gas changes in the working face passing through the fault area

4.3 停采撤面时期

工作面停撤阶段气体变化图如图6。

由图6 可以看出，由于工作面顶板破碎严重等原因，回风隅角、回风流中CO 的体积分数升高。通过实施注氮、注胶、喷洒阻化剂、两巷使用高吸水材料等措施，CO 体积分数降低至5×10-6左右，抑制了回撤过程中煤氧化。

图6 工作面停撤阶段气体变化图Fig.6 Gas change diagrams at the stop and withdrawal stage of the working face

5 结 语

1）分析了不同时期煤自燃危险性，得到旋转开采时期危险区域为距工作面调正约90 m 以下的扇形区域，过断层时期危险区域为过断层Ⅶ-F3、断层Ⅶ-F76区域，停采时期危险区域为两巷端头与终采线附近；确定7302 工作面采空区漏风率为15.87%。

2）提出了不同时期防治煤自燃的方法。在旋转开采时期采用监测监控、注胶、注氮惰化方法；过断层时期设隔离墙、注氮、注高吸水材料、阻化的措施；停采撤面时期采用设煤垛墙、监测、注氮注胶方法。

3）通过对7302 综放工作面俯斜开采煤自燃隐患防控，7302 工作面采空区回风隅角的CO 始终保持在18×10-6，回风流中的CO 均保持在6×10-6，未出现任何煤自燃征兆，实现了安全回采。