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1、第二章 矿井火灾防治矿井火灾一旦发生，轻则影响安全生产，重则烧毁煤炭资源和物资设备，造成人员伤亡，甚至引发瓦斯、煤尘爆炸。我国是一个矿井火灾灾害较严重的国家，据2000 年全国425 对国有煤矿的不完全资料统计，共发生火灾168 次，其中内因火灾154 次，外因火灾14 次，封闭采区或工作面59 个，影响煤量3080 Mt ，冻结煤量4217 Mt ，发火率为0.318 次Mt 。本章在介绍矿井火灾有关基本概念和发火原因的基础上，重点介绍矿井火灾防灭火技术及矿井火灾的处理。第一节 基本概念和理论概述凡是发生在矿井井下或地面，威胁到井下安全生产，造成损失的非控制燃烧均称为矿井火灾。如地面井口房、
2、通风机房失火或井下输送带着火、煤炭自燃等都是非控制燃烧，均属矿井火灾。一、矿井火灾发生的基本要素和所有的物质燃烧一样，导致矿井火灾发生的3个基本要素为：热源、可燃物和空气。（1）热源。具有一定温度和足够热量的热源才能引起火灾。煤的自燃、瓦斯或煤尘爆炸、放炮作业、机械摩擦、电流短路、吸烟、电（气）焊以及其他明火等都可能成为引火的热源。（2）可燃物。煤本身就是一种普遍存在的大量的可燃物。另外，坑木、各类机电设备、各种油料、炸药等都具有可燃性。（3）空气。燃烧就是剧烈的氧化现象。实验证明，在氧浓度为3的空气环境里，燃烧不能维持；空气中的氧浓度在12以下，瓦斯就失去爆炸性；空气中氧浓度在14以下，蜡烛
3、就要熄灭。火灾的3个要素必须同时存在，且达到一定的数量，才能引起矿井火灾，缺少任何一个要素，矿井火灾就不可能发生。二、矿并火灾的分类(1）根据不同引火热源，矿井火灾可分为外因火灾和内因火灾。外因火灾是由于外部热源引起的火灾。煤矿常见的外部热源有电能热源、摩擦热、各种明火（如液压联轴器喷油着火、吸烟、焊接火花）等，多发生在井筒、井底车场、石门及其他有机电设备的巷道内。内因火灾是由于煤炭等易燃物质在空气中氧化发热并积聚热量而引起的火灾。它不存在外部引燃的问题，因此，又称自燃火灾。自燃火灾多发生在采空区，特别是丢煤多而未封闭或封闭不严的采空区；巷道两侧煤柱内及煤巷掘进冒高处等。(2）根据不同发火地点
4、，矿井火灾分为井筒火灾、巷道火灾、采煤工作面火灾、煤柱火灾、采空区火灾和硐室火灾。(3）根据不同燃烧物，矿井火灾可分为机电设备火灾、火药燃烧火灾、油料火灾、坑木火灾、瓦斯燃烧火灾和煤炭自燃火灾。三、煤炭自燃发火1. 煤的氧化自燃过程煤炭自燃发火的原因，目前比较普遍的看法是煤氧复合作用学说的主要观点：即煤在常温下吸收了空气中的氧气，产生低温氧化，释放微量的热量和初级氧化产物；由于散热不良，热量聚积，温度上升，促进了低温氧化作用的进程，最终导致自燃发火。其过程如图图2-1-1所示。煤炭自燃一般要经过3个时期：图2-1-1 煤自燃发展过程示意图（1）潜伏期。煤暴露于空气中后，由于其表面具有较强的吸附
5、氧的能力，会在煤的表面形成氧气吸附层，煤与氧相互作用形成过氧络合物。此期间煤的氧化处于缓慢状态，生成的热量及煤温的变化都微乎其微，吸附了氧的煤重量略有增加，煤被活化，煤的着火温度降低。通常把这个阶段称为潜伏期。（2）自热期。经过潜伏期后，被活化了的煤能更快地吸附氧气，氧化速度加快，氧化产生的热量较大，如果不能及时散发，则煤的温度逐渐升高，这就是煤的自热期。当煤的温度超过自热的临界温度T1( 60800C）时，煤的吸氧能力会自动加速，导致煤氧化过程急剧加速，煤温上升急剧加快，开始出现煤的干馏，生成CO、C02、H2、烃类气体和芳香族碳氢化合物等可燃气体。在此阶段内使用常规的检测仪表能够测量出来，
6、甚至于被人的感官所察觉。通常把这个阶段称为自热期。（3）自燃。当自热期的发展使煤温上升到着火点温度Tj时，即引发煤炭自燃而进入燃烧期。此时会出现明显的着火现象（如明火，烟雾，产生CO、CO2及其它可燃气体），并会出现特殊的火灾气味（如煤油味、松节油味或煤焦油味）。着火后，火源中心的温度可达10001200。煤的着火温度因煤种不同而异，无烟煤为400 左右，烟煤为320380，褐煤为210350 。如果煤温不能上升到临界温度T1 ，或上升到这一温度后由于外界条件的变化煤温又降了下来，则煤的增温过程就自行放慢而进入冷却阶段，并继续氧化至惰性的风化状态，如图2-1-1虚线所示。在矿井防灭火规范中规定
7、出现下列现象之一，即为自燃发火。 煤因自燃出现明火、火炭或烟雾等现象； 由于煤炭自热而使煤体、围岩或空气温度升高至70 以上； 由于煤炭自热而分解出CO、C2H4或其它指标气体，在空气中的浓度超过预报指标，并呈逐渐上升趋势。2煤炭自燃的条件从煤的氧化自燃过程可以看出，煤炭自燃必须具备以下三个条件： (1）煤炭具有自燃的倾向性，并呈破碎状态堆积存在；(2）连续的通风供氧维持煤的氧化过程不断地发展；(3）煤氧化生成的热量能大量蓄积，难以及时散失。第一条为煤的内部特性，它取决于成煤物质和成煤条件，表示煤与氧相互作用的能力。后两条为外因，决定于矿井的地质条件和开采技术条件。3煤的自燃发火期煤炭自燃发火
8、是一渐变过程，要经过潜伏期、自热期和燃烧期三个阶段，因此，具有自燃倾向性的煤层被揭露后，要经过一定的时间才会自燃发火。这一时间间隔叫做煤层的自燃发火期，是煤层自燃危险在时间上的量度。自燃发火期愈短的煤层，其自燃危险性愈大。从理论上讲，煤层的自燃发火期定义为：从发火地点的煤层被揭露（或与空气接触）之日起，至出现矿井防灭火规范中定义的有关现象之一，或温度上升到自燃点为止，所经历的时间叫煤层的自燃发火期，以月或天为单位。煤层最短自燃发火期是指在最有利于煤自热发展的条件下，煤炭自燃需要经过的时间。4影响煤炭自燃发火的因素煤炭自燃发火是一个复杂的物理化学过程，影响煤炭自燃发火的因素较多，概括起来主要有如
9、下几个方面：（1）煤的自燃倾向性煤的自燃倾向性是煤自燃的固有特性，是煤炭自燃的内在因素，属于煤的自燃属性。煤矿安全规程规定煤的自燃倾向性分为3 类：I类为容易自燃，II类为自燃，III类为不易自燃。新建矿井的所有煤层的自燃倾向性由地质勘探部门提供煤样和资料，送国家授权的相关单位做出鉴定。生产矿井延深新水平时，也必须对所有煤层的自燃倾向性进行鉴定。其目的是使防止煤层自燃的技术措施在煤层最短自燃发火期内完成，防止煤炭自燃。煤的自燃倾向性主要取决于以下几个方面：煤的变质程度。各种牌号的煤（即不同化学成分的煤）都有自燃发火的可能，一般认为煤的炭化程度越高、挥发分含量越低、灰分越大，其自燃倾向性越弱；反
10、之则越强。煤的孔隙率和脆性。煤的孔隙率越大，其吸附氧的能力也越大，因此孔隙率越大的煤越容易自燃。煤的脆性越大则越容易破碎，破碎后不但其接触氧的表面积大大增加，而且其着火温度明显降低，所以脆性越大的煤，越容易自燃发火。因此，在矿井里最易发生自燃火灾的地方都是煤体较为破碎与碎煤集中堆积的地点。煤岩成分。煤岩成分有丝炭、镜煤、亮煤和暗煤，其中，丝炭结构松散、吸氧能力强、着火温度低（190270），是煤自热的中心，在自燃中起“引火物”的作用；镜煤和亮煤脆性大，易破碎，有利于煤炭自燃；暗煤硬度大，难以自燃。煤的水分。实验表明：煤中水分少时有利于煤的自燃；若水分大时则会抑制煤的自燃，当煤中的水分蒸发后其自
11、燃危险性会增大。煤中硫和其他矿物质。煤中含有硫和其他催化剂，则会加速煤的氧化过程。统计资料表明，含硫大于3的煤层均为自燃发火的煤层，其中包括无烟煤。但当含硫量小于1 ，其对自燃的影响则不大。煤中的瓦斯含量。煤层孔隙内的瓦斯能够占据煤的孔隙空间和内表面，减少了煤的吸氧量；瓦斯逸出后，使煤炭氧化更为强烈，自燃危险性增加。（2）煤层的赋存地质条件煤层越厚与倾角。一般说来，煤层越厚，倾角越大，回采时会遗留大量浮煤和残煤；同时，煤层越厚，回采推进速度越慢，采区回采时间往往超过煤层的自燃发火期，而且不易封闭隔绝采空区，容易发生自燃火灾。据统计，80 的自燃火灾是发生在厚煤层的开采中。地质构造。断层、褶曲、
12、破碎带及岩浆侵入区等地质构造地带，煤层松软易碎、裂隙多，吸氧性强，也容易发生自燃火灾。煤层埋藏深度。煤层埋藏深度越大，煤体的原始温度越高，煤中所含水分则较少，自燃危险性较大；但开采深度过小时又容易形成与地表的裂隙沟通，也会在采空区中形成浮煤自燃。围岩的性质。煤层围岩的性质对煤炭自燃发火也有很大影响。如围岩坚硬、矿压显现大，容易压碎煤体，形成裂隙，而且坚硬的顶板冒落难以压实充填采空区；同时，冒落后有时会连通其他采区，甚至形成连通地面的裂隙；这些裂隙及难以压实充填的采空区使漏风无法杜绝，为煤炭自燃发火提供了充分的条件。（3）开拓系统开采有自燃发火危险的煤层时，开拓系统布置十分重要。有的矿井由于设计
13、不周，管理不善，造成矿井巷道系统十分复杂，通风阻力很大，而且主要巷道又都开掘在煤层中，切割煤体严重，裂隙多、漏风大。因而，造成煤层自燃发火频繁。而有的矿井，设计合理，管理科学，使矿井的通风系统简单适用，在多煤层（或分层）开采时，采用联合布置巷道，将集中巷道（运输、回风、上山、下山等）开掘在岩石中，同时减少联络巷数目，取消采区集中上山煤柱等，对防止煤炭自燃发火起到了积极作用。（4）采煤方法采煤方法对自燃发火的影响主要有回采时间的长短、采出率的高低、采空区的漏风状况以及近距离煤层同时开采时错距和相错时间等。合理的采煤方法应该是巷道布置简单、保证煤层切割与留设煤柱少、煤炭回收率高、工作面推进度快、采
14、空区漏风少。这样可使煤炭自燃的条件难于得到满足，降低自燃发火的可能性。（5）漏风条件只有向采空区不断的供氧，才能促使煤炭氧化自燃，即采空区漏风是煤炭自燃的必要条件。但是，当漏风风流过大时，氧化生成的热量可被风流带走，不会发展成为自燃火灾，所以，必须既有风流通过且风速又不太大时，煤炭才会自燃发火。采空区中、压碎的煤柱以及煤巷冒顶和垮帮等地点，往往具备这样的条件，因此这些地点容易发生自燃火灾。图2-1-2 采空区散热、自燃、窒息三带分布示意图对于“U”型通风系统的采空区，按漏风大小和遗煤发生自燃的可能性采空区可分为三带：散热带I（宽度为Ll ）、自燃带（宽度为L2）和窒息带（不自燃带）（如图2-1
15、-2）。靠近工作面的采空区内冒落岩石处于自由堆积状态，空隙度大，漏风大，氧化产生热量小而散发热量多，故不能发生自燃，叫散热带。其宽度大约520m 。自燃带中岩石的空隙度较小，因而漏风小，蓄热条件较好，如果该带的条件保持时间超过其自燃发火期，就可能自燃。故此带称为自燃带。其宽度取决于顶板岩性、工作面推进速度、漏风通风压差，一般宽度为2070m 。自燃带向采空区内部延伸，便是窒息带。由于该带距工作面较远，漏风甚小或消失，氧浓度低，不具备自燃条件。故此带处于惰化状态，已经发生自燃的遗煤也能窒息，故叫窒息（不自燃）带。设自燃带的最大宽度为Ll + L2，工作面的推进速度为，自燃发火期为S，在自燃带内煤
16、暴露于空气的最长时间为（月），当： S（Ll + L2）/ （2-1-1）说明自燃带内有LLl + L2S 宽度存在时间超过自燃发火期，有自燃危险。而采空区自燃带最大宽度取决于顶板管理。根据顶板的岩石冒落特点，采用与岩性相适应的顶板管理方法，减小Ll + L2之值，即可减小自燃发火的危险性。由此可见，采空区遗煤自燃与否主要取决于工作面的推进速度和自燃带最大宽度Ll + L2。另外，煤层群开采的顺序以及同采时的错距不合理会增大采空区自燃发火的危险性。有的学者通过研究引起煤炭自燃的风速值范围，认为风速为0.40.8m/min 时最容易引起自燃，并将其称为易自燃风速；另一些学者认为易自燃风速为0.1
17、00.24m/min 。对于采空区，有人认为当其单位面积上漏风量大于1.2m3/( min m2）或小于0.06m3（minm2) 时都不会自燃，最危险的漏风量是0.40.8m3/(minm2）。四、矿井火灾的危害矿井火灾的发生具有严重的危害性，主要表现在以下几个方面：(1）人员伤亡。当煤矿井下发生火灾以后，煤、坑木等可燃物质燃烧，释放出有害气体，此外，火灾诱发的爆炸事故还会对人员造成机械性伤害（冲击、碰撞、爆炸飞岩砸伤等）。(2）矿井生产接续紧张。井下火灾，尤其是发生在采空区或煤柱里的内因火灾、往往在短期内难以消灭。在这种情况下，一般都要采取封闭火区的处理方法，从而造成大量煤炭冻结，矿井生产
18、接续紧张。对于一矿一井一面的集约化生产矿井，这种封闭会造成全矿停产。我国“七五”期间前4年，累计火区240多处，冻结煤量超过70Mt 。(3）巨大的经济损失。有些矿井火灾火势发展很迅猛，往往会烧毁大量的采掘运输设备和器材，暂时没被烧毁的设备和器材，由于火区长时间封闭和灭火材料的腐蚀，也都可能部分或全部报废，造成巨大的经济损失。另外，白白烧掉的煤炭资源、矿井的停产都是巨大的经济损失。(4）污染环境。矿井火灾产生的大量有毒、有害气体，如CO 、CO2、SO2、烟尘等,会造成环境污染。特别是像新疆等地的煤层露头火灾由于火源面积大、燃烧深度深、火区温度高以及缺乏足够资金和先进的灭火技术，使得火灾长时间
19、不能熄灭，不但烧毁了大量的煤炭资源，还造成大气中有害气体严重超标，形成大范围的酸雨和温室效应。五、火风压火灾时高温烟流流过巷道所在的回路中的自然风压发生变化，这种因火灾而产生的自然风压变化量，在灾变通风中称之为火风压。1、火风压的计算方法在如图2-1-3 所示的模型化的通风系统中，在F点发火，由于火源下风侧3-4 风路的风温和空气成分发生变化，从而导致其密度减小，该回路产生火风压，根据火风压定义可得： HfZg（mamg） （2-1-2）式中 Hf火灾时1-2-3-4-1 回路的火风压，Pa；图2-1-3 Z1-2-3-4-1回路的高差，m ； ma、mg分别为3-4 分支火灾前后空气和烟气的
20、平均密度，kg/m3 。由式（2-1-2）可见，所谓火风压就是指烟流流经有高差巷道时，由于风流温度升高和空气成分变化等原因而引起该巷道位能差变化值。2、火风压的特性(l)火风压产生于烟流流过的有高差的倾斜或垂直巷道中；(2)火风压的作用相当于在高温烟流流过的风路上安设了一系列辅助通风机；(3)火风压的作用方向总是向上。因此，当其产生于上行风巷道时，作用方向与主要通风机风压相同；产生于下行风巷道时与主要通风机风压作用方向相反，成为通风阻力，称之为负火风压。火风压的大小和方向取决于：烟气流过巷道的高度、通过火源的风量、巷道倾角、火源温度和火源产生的位置。3、风流的紊乱形式火风压有可能导致矿井通风系
21、统风流紊乱。风流紊乱的形式主要有旁侧支路风流逆转、主干风路烟流逆退和火烟滚退三种形式。（1）旁侧支路风流逆转。当火势发展到一定的程度时，通风网路中与火源所在排烟主干风路相连的某些旁侧分支的风流可能出现与正常风向相反的流动，在灾变通风中把这种现象叫做旁侧支路风流的逆转。如图2-1-4(a)所示，设在2-4 分支内发生了火灾，正常情况下烟气将随风流通过4-5 , 5-6 分支排出地面。当火势发展到一定程度时，会使旁侧支路3-4 分支风流反向，烟流从主干风路流向旁侧风路侵入4-3 、3-5 分支（如图2-1-4(b)） ，从而扩大了事故的范围。图2-1-4 旁侧支路风流逆转图2-1-5 主干风路烟流
22、逆退（2）主干风路烟流逆退。如图2-1-5所示，在分支2-4 内的一点产生火源，若火势迅猛，烟气生成量大，火源下风侧排烟受阻，烟气一面沿主干风路的回风系统4-5-6 排出，另一方面充满巷道全断面逆着主干风路的进风流向2 节点，这种现象叫烟流逆退。当逆退的烟流达到2 节点后，将随旁侧分支2-3 、3-5 的风流侵袭更大的范围，从而使危害扩大。下行风或水平巷道中这种风流紊乱现象更为常见。图2-1-6 火烟滚退示意图（3）火烟滚退。在火源上风侧附近的巷道断面上出现两种不同的流向：即巷道上部烟气逆风流动，经过一定的距离后又与下部风流一起按原方向流动，如图2-1-6所示。烟气生成量越大、火源温度越高、巷
23、道风速越低，发生滚退的概率越大。烟气的滚退，往往是主干风路风流的逆退和旁侧支路逆转的前兆。当井下发生火灾时，应迅速了解火源的位置，根据燃烧物的分布、燃烧规模、火源温度、流经巷道的特征（是上行还是下行）、风量大小，估算火风压大小及其对通风系统的影响，以便采取有效措施，保证矿井通风网路中风流稳定。六、矿井火灾防治的技术途径（一）外因火灾防治的技术途径外因火灾是由外部火源引起的火灾。外因火灾的发生和发展都比较突然和迅猛，并伴有大量烟雾和有害气体，如处理不当或不得其法，贻误战机，还可能引爆瓦斯、煤尘，造成人员伤亡和财产损失。目前，我国煤矿中的外因火灾所占矿内火灾总数的比重虽然很小(4一10) ，但近几
24、年随着机械化程度的提高，所占比重有上升趋势。预防外因火灾发生的技术途径有两个方面：一是防止火灾产生；二是防止已发生的火灾事故扩大，以尽量减少火灾损失。1预防外因火灾产生的措施(1)防止失控的高温热源产生和存在。按规程及其执行说明要求，严格对高温热源、明火和潜在的火源进行管理。(2)尽量不用或少用可燃材料，不得不用时应与潜在热源保持一定的安全距离。(3)防止产生机电火灾。(4)防止摩擦引燃： 防止胶带摩擦起火。胶带输送机应具有可靠的防打滑、防跑偏、超负荷保护和轴承温升控制等综合保护系统； 防止摩擦引燃瓦斯。(5)防止高温热源和火花与可燃物相互作用。2预防外因火灾蔓延的措施限制已发生火灾的扩大和蔓
25、延，是整个防火措施的重要组成部分。火灾发生后利用已有的防火安全设施，把火灾局限在最小的范围内，然后采取灭火措施将其熄灭，对于减少火灾的危害和损失是极为重要的。其措施有：在适当的位置建造防火门，防止火灾事故扩大。每个矿井地面和井下都必须设立消防材料库。 每一矿井必须在地面设置消防水池，在井下设置消防管路系统。主要通风机必须具有反风系统或设备，并保持其状态良好。（二）自燃发火防治的技术途径煤炭自燃发火的防治较为复杂。根据煤炭自燃发火的机理和条件，通常从开采技术、通风措施、介质法方灭火三个方面采取措施进行预防。有关内容将在后面依次进行介绍。第二节 开采技术预防自燃发火开采有自燃发火危险的煤层时，正确
26、的选择开拓系统和开采方法是提高矿井先天防火能力的关键措施。过去有些矿区由于开拓系统不正确，采煤方法不合理，自燃火灾不断出现，甚至有的矿区造成了“火烧联营”的局面，严重地影响了生产。后来，改革了开拓系统和采煤方法，扑灭了老火区。从根本上解决了减少了煤炭自燃发火的内在因素，从而大大减少了发火次数，解放了因有自燃火灾危险而不能开采的煤量，使生产走上正规。一、井下易于自燃的区域根据统计分析，采空区、煤柱、断层附近、煤巷高冒顶、煤巷巷帮和碹后、破碎带、上下隅角、地质构造破碎带和起采及停采线等地点都是自燃火灾的多发场所。其中，自燃发火发生在采空区、巷道及其他地点的分别占60 、29 和11%。 (1)采空
27、区。自燃火区主要分布在有碎煤堆积和漏风同时存在、时间大于自燃发火期的地方。从已发生自燃的火区分布来看，多煤层联合开采和厚煤层分层开采时，采空区自燃火源多位于停采线和上、下顺槽附近，即所谓的“两道一线”；中厚煤层采空区的火区大多位于停采线和进风道。当采空区有裂隙与地表或其他风路相通时，在有碎煤存在的漏风路线上都有可能发火。(2)煤柱。尺寸偏小、服务期较长、受采动压力影响的煤柱，容易压酥碎裂，其内部产生自燃发火。鹤岗新一矿在实行无煤柱开采前，煤柱火灾占矿井总火灾55.5%。(3)巷道顶煤。采区石门、综采放顶煤工作面沿底掘进的进回风巷等，巷道顶煤受压时间长，压酥破碎，风流渗透和扩散至内部（深处），便
28、会发热自燃。综采放顶煤开采时上下巷顶煤发火较严重。(4)断层和地质构造附近。工作面搬家和不正常推进以及工作面过地质构造带或破碎带都是煤自燃发生频率较高的区域。二、开拓开采技术预防自燃发火的措施从防止矿井自燃发火的角度出发，开拓开采技术总的要求是：提高回采率，减少丢煤，即减少或消除自燃的物质基础。限制或阻止空气流入和渗透至疏松的煤体，消除自燃的供氧条件。对此，可从两方面着手：一是消除漏风通道；二是减小漏风压差。使流向可燃物质的漏风，在数量上限制在不燃风量之下，在时间上限制在自燃发火期以内。为满足上述要求，通常应采取以下技术措施：1、合理确定开拓方式（1）尽可能采用岩石巷道。开采有自燃倾向性的煤层
29、，应尽可能采用岩石巷道，以减少煤层切割量，降低自燃发火的可能性。对于集中运输巷和回风巷、采区上山和采区下山等服务年限长的巷道，如果布置在煤层里，一是要留下大量的护巷煤柱；二是煤层受到严重的切割，其后果是增大了煤层与空气接触的暴露面积，而且煤柱容易受压碎裂，自燃发火几率必定增加。（2)分层巷道垂直重叠布置。厚煤层分层开采时，如果分层区段平巷采用倾斜布置的方式（内错式或外错式），容易给自燃发火留下隐患。因此，各分层巷道应采用垂直重叠方式布置，即各分层区段平巷沿铅垂线呈重叠式布置。这种布置方式的优点是：可以减小煤柱尺寸甚至不留煤柱，消除区段平巷处煤体自燃的基本条件；区段巷道受支承压力的影响较小，维护
30、比较容易。图2-2-1 上下区段分采同掘l工作面运输巷；2 下区段工作面回风巷；3 联络巷（3）分采分掘布置区段巷道。在倾斜煤层单一长壁工作面，过去习惯于采用双巷掘进方式，即同时掘出上区段的运输平巷和下区段的回风平巷，且在两条巷道之间的护巷煤柱中一般每隔80100m 开一条联络巷（见图2-2-1 ）。随着工作面的推进，这些联络巷被封闭遗留在采空区内。护巷煤柱经联络巷的切割和采动的影响，极容易受压破裂，加之联络巷很难严密封闭，致使处于采空区的区段煤柱极易自燃发火。因此，从防火角度出发，区段平巷应分采分掘，即准备每一区段时只掘出本区段的区段平巷，而下区段的回风平巷等到准备下一区段时再进行掘进。同时
31、，上下区段的区段平巷间不应掘联络巷（见图图2-2-2）。图2-2-2 上下区段分采分掘1工作面运输巷掘进头；2下区段工作面回风巷掘进头 (4)推广无煤柱开采技术。采用留煤柱护巷时，不但浪费煤炭资源，而且遗留在采空区中的煤柱也给自燃发火创造了条件。采用无煤柱护巷时，取消了煤柱，也就消除了由此带来的煤炭自燃隐患。近年来，无煤柱护巷方式已获得广泛应用，将阶段大巷和采区上（下）山设在煤层底板岩层中，采用跨越式开采，不留大巷煤柱和上（下）山煤柱；区段巷道采用沿空掘巷或沿空留巷，取消区段煤柱和采区区间煤柱等措施，对抑制煤柱自燃发火起了十分重要的作用，使自燃发火率明显降低。在确定开拓方式和采取巷道布置时，还
32、要考虑通有利于通风系统防火及均压放灭火等有关通风系统管理的要求。2、选择合理的采煤方法（1）长壁式采煤方法的巷道布置简单，采出率高，有较大的防火安全性，特别是综合机械化的长壁工作面，回采速度快、生产集中、单产高，在相同产量的条件下煤壁暴露的时间短、面积小，对于防止自燃发火非常有利。应用综合机械化采煤,这样既可提高煤炭产量,又可在空间上、时间上减少煤炭的氧化。（2）在合理的采煤方法中也应包括合理的顶板管理方法。我国长壁式开采一般采用全部陷落法管理顶板，在顶板岩性松软、易冒落、碎胀比大，且很快压实形成再生长顶板的工作面，空气难以进入采空区，自燃危险性小。但如果顶板岩层坚硬，冒落块度大，采空区难以充
33、填密实，漏风与浮煤堆积易造成自燃火灾。可通过灌浆或用水砂充填等充填法管理板，以减小煤的自燃危险性。（3）选择先进的回采工艺和合理的工艺参数，以便尽可能提高回采率，加快回采进度。要根据煤层的自燃倾向,发火期和采矿、地质开采条件以及工作面推进长度，合理确定回采速度， 以期在自燃发火期以内将工作面采完，且在采完后立即封闭采空区。（4）合理确定近距离相邻煤层（下煤层顶板冒落高度大于层间距）和厚煤层分层同采时两工作面之间的错距，防止上、下采空区之间连通。（5）选择合理的开采顺序合理的开采顺序是：煤层间采用下行式，即先采上煤层，后采下煤层；上山采区先采上区段，后采下区段，下山采区与此相反；区段内先采上区段
34、，后采下区段。而反常规的短期行为往往是先吃“肥肉”，后啃“骨头”，其结果是采区内巷道维护困难，通风管理难度大，采空区漏风严重，并易形成“孤岛”工作面，对防止煤炭自燃发火十分不利。第三节 通风措施防治自燃发火通风措施防治自燃发火的原理就是通过选择合理的通风系统和采取控制风流的技术手段，以减少漏风，消除自燃发火的供氧条件，从而达到预防和消灭自燃发火的目的。图2-3-1 通风的系统选择(a) 前进式；(b) 后退式一、选择合理的通风系统通风不良，通风系统混乱，漏风严重的地点往往容易发生自燃火灾。因此，正确选择通风系统，减少漏风，对防止自燃发火有重要作用。其措施如下：（1）选择合理的通风系统。结合既定
35、的开拓方案和开采顺序，选择合适的通风方式。如前进式回采，则选用对角式通风（图2-3-1a ）；后退式回采，则选用中央式通风图2-3-1b）,可以减少采空区漏风，从而减少自燃发火的可能性。（2）实行分区通风。每一生产水平，每一采区都布置单独回风巷道，实行分区通风。这样既可以降低矿井通风阻力、增大矿井通风能力，减少漏风，也便于调节风量和发生火灾时控制风流、隔绝火区。当一个采区发生火灾时，能够根据救灾的需要，做到随时停风、减风或反风。这样，一旦一个采区发生火灾，就有条件防止火灾气体侵入其他采区，避免扩大事故范围。在巷道布置上，要为分区通风和局部反风创造条件。图2-3-3 W型通风系统图2-3-2 U
36、型通风系统（3）选择合理的采区和工作面通风系统。选择采区和工作面通风系统的原则也是尽量减少采空区的漏风压差，不要让新、乏风从采空区边缘流过。如采空区漏风较为严重工作面，工作面较短时可采用后退式U型通风系统（图2-3-2），工作面较长时可采用后退式W型通风系统（图2-3-3）。图2-3-4二、增阻减少漏风防灭火根据通风阻力定律，漏风区域的漏风量随漏风风阻的增大而减少。因此，通过增加漏风阻力减少漏风，从而起到防灭火作用也是也是常用的措施之一。1、合理确定通风构筑物的位置在井下安设通风构筑物（风窗、风门、密闭墙）和辅扇时，应注意其位置的选择。如果位置选择不当，则会增大煤柱裂隙或采空区的漏风量，促进自
37、燃。例如，图2-3-4的巷道AB间煤柱内有裂隙ced，构成漏风通路。正常情况下因c、d两点间的压差(H)很小，漏风量(QL)不大，没有引进煤柱的自燃。如因生产需要，须设置调节风门减少AB风量，那么调节风门安设在何处合适呢？从调节风量的角度考虑，安设在AB中的任何位置都可以。但从减少漏风、防止煤柱自燃角度考虑，却不能任意安设。因为，如果在CD间I的位置安设调节风门时（图2-3-2）裂隙间压差将增大为H，漏风量也相应地增为QIL(QILQL)，就有可能促进煤柱的氧化自燃。如果安设在或处，裂隙ced间的压差H或H将随巷道风量的减少而减少（HH=H），漏风量也将相应地减少（图2-3-2）。一切控制风流
38、的装置都应设在围岩坚固、地压稳定的地点，不得设在裂隙带和冒顶区内，以免增大漏风量引起自燃。2、堵漏措施（1）沿空巷道挂帘布。在沿空巷道中挂帘布是一种简单易行的防止漏风技术。国外的一些煤矿中已得到应用，我国在井下进行的试验也取得了良好效果。帘布采用耐热、抗静电和不透气的废胶质（塑料）风筒布。其铺设方法有两种。其一是在使用木垛维护巷道时，在木垛壁面与巷道支架的背面之间铺设风筒布。其二是在使用密集支柱维护巷道时，将风筒布铺设在密集支柱上。（2）利用飞灰充填带隔绝有空区。飞灰是火力发电厂在烟道中排出的尘埃。在日本、波兰、美国各国除将飞灰广泛用作防止密闭墙漏风的充填充材料外，还将它作为防治采空区周壁漏风
39、的充填隔离带材料。波兰把飞灰填入木垛内形成隔墙；或者先在沿巷空巷道的支架表面喷涂一层水泥白灰浆，待其固化后，打眼插上注灰管压注飞灰，最后在巷道表面喷涂含灰砂浆。（3）利用水砂充填带隔绝采空区。在采煤过程中，随采随即将开切眼附近、采面后部的上下顺槽等处依次利用水砂浆进行充填。待工作面推进到停采线后，在停采线处也予以充填，利用水砂充填带将整个采空区隔绝。（4）喷涂空气泡沫防止漏风。泡沫堵漏的材料很多，有二相泡沫，也有三相泡沫。二相泡沫如惰气泡沫、聚氨酯泡沫、脉醛泡沫、水泥泡沫等。近年来研制的无机固体三相泡沫对煤、岩石、木材、金属和其它材料都能很好胶结，在地压发生变动时仍能保持隔绝性能。图2-3-5
40、 调节风窗调压的原理（5凝胶堵塞漏风。凝胶是通过压注系统将基料和促凝剂两种材料按一定比例与水混合后，注入到煤体中凝结固化，起到堵漏和防火的目的。胶体具有固水性、吸热降温性、密封堵漏性、阻化性，以及成胶时间可调等主要特性。三、均压减少漏风防灭火均压减少漏风防灭火常简称为均压防灭火，又称为调压放灭火。其实质是利用风窗、风机、调压气室和连通管等调压设施，改变漏风区域的压力分布，降低漏风压差，减少漏风，从而达到抑制遗煤自燃、惰化火区，或熄灭火源的目的。（一）不同调压设施局部调压的原理1、调节风窗调压的原理如图2-3-5 (a)所示，在并联风路I 分支中安装调节风窗后，由于风路中增加了风阻，使其风量减少
41、。风量变化引起本分支和相邻分支压力分布改变。在图2-3-5(b)中，aob 和 acodb分别为安装风窗前、后的压力坡度线，对比两者可见：（1）风窗上风侧风流压能增加，下风侧风流压能降低；A 点风流压能增加，B 点风流压能降低，其增加和降低的幅度取决于风窗的阻力和该分支在网路中所处的地位；（2）因风量减小，风窗前后风路上的压力坡度线变缓。由上述分析可见，风窗调压的实质是增阻减风，改变调压风路上的压力分布，达到调压目的。因此，其应用是以本风路风量可以减少为前提条件。图2-3-6 风机调压的原理2、风机调压的原理图2-3-7 风窗一风机联合增压调节在需要调压的风路上安装带风门的风机（实质上是辅助通
42、风机），利用风机产生的增风增压作用，改变风路上的压力分布，达到调压目的。若在图2-3-5 (a)的分支上安装带风门的风机，且使其风量大于原来风量。调压前后分支压力坡度线如图2-3-6 所示。Afb和acfdb分别为调压前后的压力坡度线。对比两者可见：（1）风机的上风侧（AF 段）风流的压能降低，下风侧( FB 段）风流的压能增加；其降低和增加幅度随距风机的距离增大而减小；（2）因风路上风量增加，故其压力坡度线变陡；在分支上安装风机后，对与其并联的I 分支将产生下列影响：风量减小，但减小值小于I分支的风量增加值，减小程度取决于所安装风机的能力及其该分支在网路中的地位；压力坡度线的坡度变缓。应该指
43、出的是，单独使用调压风机调压是以增加风量为前提。3、风窗-风机联合调压的原理使用风窗和风机联合调压时，有增压调节和降压调节两种。（1）风窗风机增压调节。所谓增压调节是指使两调压装置中间的风路上风流的压能增加。为此，风机安装在风窗的上风侧。增压调节又可分为风量不变和减少两种。图2-3-7 (a)、（b）分别表示风量不变和风量减少时压力分布变化特点。（2）风窗风机联合降压调节。做降压调节时，风窗安装在上风侧，风机安装在下风侧。调压前后压能变化规律可根据上图分析做类似分析。(二)均压防灭火的方法均压防灭火这一技术开始只应用于加速封闭火区内火源的熄灭，以后又应用于抑制非封闭采空区里煤炭的自热或自燃，同
44、时保证工作面正常安全生产。1、开区均压图2-3-8 采空区并联漏风生产工作面采空区煤炭自燃高温点产生的位置取决于采空区内堆积的遗煤和漏风分布。因此，采用调压法处理采空区的自燃高温点之前，必须首先了解可能产生自燃高温点的空间位置及其相关的漏风分布，以便进行有针对性调节。常见的开区均压方法有并联漏风的开区均压、角联漏风的均压和复杂漏风的均压。1）并联漏风的开区均压并联漏风是后退式回采U 型通风系统工作面采空区扩散漏风的简化等效风路，如图2-3-8。在采取调压处理之前，首先应判断自燃高温火点在漏风带中的大致位置。（1）当自燃高温火点处于如图2-1-2所图2-3-9 工作面下端挂设风帘后三带分布示的自
45、燃带中后部（靠近窒息带）时，则可用降低漏风压差（工作面通风阻力）的方法，减小漏风带宽度，使窒息带覆盖高温点。其措施有： 在工作面进风或回风中安设调节风窗，或稍稍启开与工作面并联风路中的风门d 。 在工作面下端设风障或挂风帘（如图2-3-9）。这种方法对于减少采空区的瓦斯涌出也是有利的。（2）高温点位于自燃带的前部（靠近散热带附近）时，采用减小风量的方法不能使其被窒息带覆盖时，一般也可采用在工作面下端挂风帘的方法来减小火源所在区域内的漏风，同时加快工作面的推进速度，使窒息带快速覆盖高温点。 图2-3-10 采空区角联漏风（3）如果高温点位置不好判断时，可以在工作面进风或回风中安设调节风窗，或稍稍
46、启开与工作面并联风路中的风门。2）角联漏风的调压采空区内除存在并联漏风外，还有部分漏风与其他风巷或工作面发生联系，这种漏风叫角联漏风。如图2-3-10（a）所示，当同时开采层间距较近两层煤时，因两工作面间的错距较小，造成上下工作面采空区相互连通，而产生对角漏风。实际上，对角漏风可能发生在采空区的一个条带上，在研究问题时为方便起见，漏风路线简化为对角支路，如图2-3-8 ( b )中2-5 虚线所示。图2-3-9 角联漏风的调压调节角联漏风要在风路中适当位置安装风门和风机等调压装置，降低漏风源的压能，提高漏风汇的压能。如图2-3-9所示，3-6 和4-5 为工作面，采空区内漏风通道即为角联分支，
47、漏风方向35 。为了消除对角漏风，可改变相邻支路的风阻比，使之保持：(2-3-1)图2-3-10 采空区复杂漏风据此可实施下列方案： 在57 分支中安设调节风窗，以增大R57，提高5 点压能。 如果要求工作面的风量不变，可在5-7 分支安设风窗的同时，在2-4 分支（工作面进风巷）安设调压风机，采用联合调压。 在条件允许时，还可在进风巷2-3 安风窗，在回风巷5-7 安风机进行降压调节。应该强调指出的是，调压所采用的各种措施应以保证安全生产和现场条件允许为前提。角联漏风的调节要注意调节幅度，防止因漏风汇的压能增加过高、或漏风源的压能降得过低，导至漏风反向。为了防止盲目调节，可在进行阻力测定的基础上，根据调节压力，预先对调节风窗的面积进行估算，并在调压过程中注意火区动态监测，掌握调压幅度。3）复杂漏风采空区内除存在并联漏风外，还有部分漏风与其他不明区域发生联系，但难以判断其等效风路形式，这种漏风均属复杂漏风。如以具体可分为从不明区域漏入和漏出2种形式。图2-3-10为从不明区域漏入, 消除这类漏风，抑制采空区遗煤自燃，通常的做法是在回风巷安设调节风门，提高工作面空气的绝对压力，为了不减少工作面的供风量，可在工作面进风巷安设风机。需要指出的是，工作面空气压力的提高
