防止煤层自燃火灾发生的措施和实例应用

河南煤田煤层自燃发火曾给矿井造成很大损失，特别是义马矿区、平煤矿区，经过多年对易燃煤层开采实践，采用“以预防为主，防灭结合”综合防灭火体系，产生了较好效果与应用，现举几例予以简介。

一、千秋煤矿防治自燃火灾体系的建立及应用

千秋煤矿于1956年建井，1958年投产，原设计生产能力60万t／a，经多次改扩建形成目前大单翼立井、斜井多水平上、下山开采，2007年后形成210万t／a的生产能力。井下地质构造较简单，主要开采易自燃煤层（自然发火期1个月，历史上最短发火期为7d）。在矿井开采历史上曾发生多起自燃火灾事故，轻则影响生产，重者可能烧毁煤炭资源和矿井设备，甚至酿成人员伤亡的重大恶性事故。矿区防灭火技术的发展是人们对煤层自燃规律不断掌握和防灭火技术由单一型向综合型逐渐丰富的过程。通过几十年的防灭火实践，防火工作逐渐由“措施性”向“工程性”转变，形成了“科学评价，高效预警，主动预防，快速治理”的火灾防治体系，2009年以来，杜绝了煤层自然发火现象。

（一）煤层自燃条件

煤炭自燃的基本条件：1.破碎状态的煤；2.含氧量较高的空气流；3.风速适当，煤氧化生成的热量不断积聚；4.上面3个必备条件同时存在且保持一定时间。煤炭能在常温下吸附空气中的氧而氧化，产生一定的热量。若氧化生成的热量较少并能及时散失，则煤温不会升高；若氧化生成的热量大于向周围散失的热量，煤温将升高。随着煤温的继续升高，氧化速度加快，从而产生更多的热量，煤温也急剧上升，当煤温达到着火点（300～350℃）时，煤即自燃。

（二）防治煤层火灾体系建立

综上所述，只有在可燃物、助燃物和着火源3个条件同时具备，且数量达到一定比例的前提下，互相结合，互相作用，燃烧才能发生。否则，燃烧不能发生。可见，不论采用什么措施，只要破坏已经产生的燃烧条件，去掉其中任何一个，火灾即可预防。针对煤层易自燃原因、自燃区域、自燃条件、火灾预警技术、火灾治理技术，提出“科学评价、高效预警、主动预防、快速治理”火灾防治体系，实现千秋煤矿自然发火零事故。

1.科学评价

煤自燃同时具备必然性和偶然性的特点，但是在易自然发火地点方面还是有一定规律可循的。在不断总结煤层发火原因、易发火区域等因素后，根据煤层赋存条件（煤层厚度、倾角、地质构造）、开采技术条件、通风方式、自燃灾害危害后果等因素，对井下易发火区域进行划分，最终确定易发火区域和发火危险等级。

（1）Ⅰ类自然发火危险区域。①采煤工作面进、回风巷和开切眼、终采线附近，以及开采层采空区内，由于供氧连续充分且持久，加之破碎煤体最多，所以发生自燃火灾的次数最多。②地质构造复杂的地区，包括断层、褶皱发育地带、岩浆入侵地带等，该类地区由于煤层受张拉、挤压，产生大量裂隙，煤体松碎，吸氧条件好，氧化性能高，导致自然发火频繁。③工作面高冒区域呈“封闭和半封闭型”漏风，供氧条件较好，但散热性能差，热量积聚后容易发生自燃。采空区下掘进巷道顶部与采空区相连能的高冒区，自然发火现象多发。④在回柱放顶时，采煤工作面上、下隅角回风巷上帮、运输巷下帮塌落不实，易形成三角区漏风通道；上、下隅角处于漏风进出点；上、下隅角易堆浮煤；综放工作面上下端头放煤不彻底，丢下大量遗煤，为煤炭自然发火提供了物质条件。

（2）Ⅱ类自然发火危险区域。①煤巷中的通风设施（主要是风门、风桥、调节窗、密闭墙）附近，其上、下侧的风压差随着局部风阻的增大而增加。在矿山压力的缓慢作用下，其周边煤体的裂隙逐渐发育扩展，达到一定程度后，氧化蓄热条件适宜，容易造成自然发火。②封闭不严采空区，遗留有大量浮煤且热量容易积聚。③沿空掘巷小煤柱、报废抽采钻场（孔）、疏压硐室、受压变形严重煤巷，巷道变形后煤体破碎，氧化速度加剧，通风不畅易于积热。④独头巷道、旧巷冒顶处和溜煤眼及联络巷等处，停工停风后不设密闭，冒顶后浮煤不处理。

2.高效预警

煤的自然发火，一般要经过3个时期：潜伏期、自热期、燃烧期。煤炭自燃可通过人体感觉和仪器监测2种方法来识别。人体感觉有视力感觉、气味感觉、温度感觉、疲劳感觉4种，视力感觉主要指煤层自燃矿井巷道壁有挂汗；气味感觉是指在煤层自燃矿井中可闻到煤油味，汽油味，松节油或焦油味，温度感觉是指煤层自燃后附近煤体温度和空气温度升高；疲劳感觉是指由于煤层自燃要放出CO、CO2等有害气体，人在这种环境中会产生头痛、闷热、精神不振、不舒服、疲劳等感觉。针对煤层自燃的特征，开展煤层自燃火灾预测预报。

（1）监测系统预警。在矿井监控系统的平台上，对有可能自然发火危险区域、地点设置CO传感器，监控井下不同地点的CO浓度，根据不同区域通风状况、风量大小、生产工艺，确定CO超限预警值，井下各点火灾标志性气体CO预警值见表9－5。

表9－5　井下火灾预警系统CO预警值

（2）CO便携仪器定位。当井下某区域发现CO气体、高温煤体、煤油味等自然发火征兆后，防火工、瓦斯检查员采用便携式CO报警仪根据监控系统提供的信息，准确找到自然发火隐患点并确定是否出现自然发火隐患。

（3）人工测量确诊。经火灾监控系统或CO便携仪器检测出井下风流中出现CO气体后，瓦斯检查员或辅助救护队员采用CO鉴定器测量自然发火危险区域CO气体浓度，初步判断是否存在自然发火隐患。

（4）束管分析定性。在自然发火危险区域人工采集气样，然后采用束管分析的方法确认自然发火的危险度，确定是否出现自然发火标志性气体，如有无CO、C2H4.C2H2，并判断煤体氧化程度和自燃趋势。

3.主动预防技术

（1）预防性注浆

注浆防灭火是最基本的煤层自然发火防治措施，主要有采后密闭注浆、随采随灌、巷顶插管注浆、防火钻场防火钻孔注浆等形式。

①采后密闭注浆。当工作面回采结束后，在工作面两巷永久密闭上预留注浆孔，向工作面封闭区内注浆，注浆量以黄泥浆水接实巷顶为准，定期进行补灌，防止采空区空气流动。

②随采随注。随采煤工作面回采，向工作面采空区注黄泥浆，每天至少向采空区注浆50～80m3，以湿润包裹采空区遗煤，防止遗煤氧化积热。注浆实行少量多轮的方法，每次注浆量以工作面出浆水为止，防止恶化工作面环境以及出现溃浆事故。

③插管注浆。在煤巷顶煤破碎地段施工防火钻孔，冒顶空洞的地方直接下人防火套管，回采工作面安全出口外施工防火钻孔，定期进行注浆降温，保持破碎煤体湿润，阻止煤体氧化自燃，并能根据流下水温判定是否出现自然发火隐患。

④防火钻场。在工作面两巷或工作面煤壁开设防火钻场，向工作面采空区或其他自然发火危险区域施工防火钻孔，超前进行预防性注浆，充填三相泡沫、化学凝胶、氮气等防火材料，抑制煤体氧化自燃或处理自然发火隐患。

（2）低风量稳定风流供风

采用U型通风的回采工作面，降低供风量可以缩小采空区氧化带宽度，防止采空区遗煤自燃。根据工作面瓦斯绝对涌出量，在满足人员呼吸，有害气体浓度、温度不超限的情况下，优先采用低风量供风；同时加强工作面通风设施管理，保证风流、风量稳定，避免煤体氧化蓄热。

（3）注氮

将97%以上高纯度氮气注入发火地点或即将发火的地点，能够到达采空区的任何空间，稀释O2浓度（7%以下），降低温度，破坏煤的氧化环境，达到防灭火的效果。注氮形式有开区注氮和闭区注氮2种。注氮方式有旁路式、埋管式2种，其中，埋管式又分为预埋管注氮、托管注氮、钻孔注氮等。注氮方法有连续注氮和间歇注氮等。注氮参数的确定如下。

①注氮量。注氮量太小，因达不到惰化采（老）空区气体的目的，起不到防火的作用；注氮量太大造成经济上的浪费。注氮量主要取决于被注地点的几何形状、氧化空间大小以及裂隙情况、漏风量大小以及气体组分等。

②注氮方式。A.闭区注氮：往往采用与采后密闭注浆相同的方式向密闭区内注氮。B.开区注氮：回采工作面采空区外部没有明显的漏风通道时，常采用埋管式注氮或钻孔注氮，氮气释放口沿工作面进风巷设置在距工作面下部采空区。回采工作面采空区外部存在明显的漏风通道时，常采取旁路式注氮或旁路式与埋管式联合注氮。

③固氮技术。注氮防灭火的关键是保证氮气尽可能滞留在采空区氧化带中，以降低氧含量而使其中的浮煤处于惰化状态。在进、回风隅角处靠采空区侧堆垛袋墙，向墙里压注胶体泥浆进行内部充填封堵，并在袋墙外张挂彩条布，增加进、回风侧漏风阻力。

④氮气纯度。若氮气纯度达不到规定，难以发挥惰化作用，反而有可能造成助燃发火事故。为保证注入氮气的纯度，应定期测定氮气的浓度，一旦发现氮气纯度低于97%，应停止注氮，待处理好后再注。

⑤安全防护。氮气虽然无毒，但有窒息性，我国将安全氧含量指标暂定为19%［2］。对于正常通风的巷道或工作面，氮气泄漏将导致工作场所风流中的氧含量降低。

4.快速治理

井下一旦出现煤层自燃，利用完善矿井防灭火系统、科学的火灾治理技术，能够对井下火灾进行有效快速控制，防止形成灾害事故。

（1）构建矿井多功能防灭火系统

矿井必须建立1套防火供水管路系统、2套防火注浆管路系统、1套防火注氮系统，能够覆盖井下所有采掘工作面。在矿井防火注浆管路系统基础上建立多功能防灭火系统（图9－17），即利用矿井防火管路系统可以在井下实施多点多区域注浆、注三相泡沫、3～4台泵充填化学凝胶、充填复合凝土灭火作业，能够满足不同火区快速治理需要。可以选择采用一种或多种不同工艺的防灭火技术，而且具有机动灵活、运转稳定、可长时间大流量连续运行的优点，能够满足不同类型火区的快速治理需要。

图9－17　多功能防灭火系统示意

（2）采用钻孔快速施工方法

根据千秋煤矿煤层赋存条件、顶底板岩性，作业人员熟练掌握了液压钻机、岩石电钻、风动钻机、机载式钻机等钻机操作技术，并对钻机钻杆、钻尾和卡瓦进行了改进，灵活采用圆钻杆、螺旋钻杆和三棱钻杆、一次性圆钻杆等施工各种钻孔。普通钻杆施工工序为：稳钻→接钻杆→钻进到位后退钻杆→下防火套管→封孔→防灭火作业；一次性钻杆施工工序为：稳钻→接钻杆→到位后封孔→防灭火作业。一次性快速成孔技术比较适合在煤层顶板比较破碎区域进行钻也施工，能够有效避免因退杆后钻孔垮孔变形而影响灭火效果。特别是一次性圆钻杆快速钻孔施工技术及工艺，对于孔深15m的Φ50mm灭火钻孔，施工周期≤1h，成孔率比普通钻孔施工技术提高20%（煤层顶板破碎区域钻孔成功率甚至提高50%），而且能够克服普通打钻卡钻、垮孔的缺陷，非常适用于煤层火灾的快速治理工作。

5.防治煤层自燃火灾体系应用效果

（1）防治煤层自燃火灾体系不是通过单一的手段监测和预警，而是一个综合的全方位多途径的防火危险性评价、防火监测预警、主动预防煤层自然发火技术、快速治理火灾技术保障体系。防治煤层自燃火灾体系建立后，根据井下采掘作业地点、老巷、老火区等自然发火危险性，划分45处重点防火区域，并按照自然发火三要素将45处重点防火区域确定为I级、Ⅱ级、自然发火监控区域，制订针对性自然发火防治措施，安排专人管理，定期巡查，真正实现煤层无自燃现象。

（2）利用矿井安全监控系统在各个地点的掘进巷道和采煤工作面的风流及回风流、主要进（回）风巷、老巷闭墙处、曾经出现自燃的地点安装CO传感器、柬管检测的抽气点，并安排瓦检员、防火工对上述等地区不定时地检查CO气体，基本涵盖井下所有可能发生自燃现象的地点。通过预警能及时发现、及时处理，把火灾彻底消灭在萌芽之中。

（3）防治煤层自燃火灾体系在千秋煤矿的建立与应用，使得煤层自燃火灾现象逐渐减少，自2009年以来，实现了煤层自然发火零事故。2012年1－2月，2l172综放工作面停采45d根据工作面煤层赋存条件、通风方式、回采工艺、采空区遗煤情况，确定工作面采空区煤已放净，为不易自燃区，工作面上、下隅角采空区内遗留有大量破碎煤体、工作面架顶

煤体破碎且易蓄热为易自燃区域。为消除自然发火隐患，向工作面上、下隅角采空区及架顶煤体施工防火钻孔，架缝进行背板抹泥减少裸露煤体，充填化学凝胶2830m3，包裹上、下隅角采空区、架顶破碎煤体，向工作面深部采空区充填三相泡沫12000m3。由于防火措施到位，21172工作面停采45d内，未出现煤层自燃现象。

二、三相泡沫在巷顶煤层自燃隐患治理中的应用

河南义马矿区近50a的统计资料表明：受地质构造带、矿压显现程度、支护方式、风流通畅性等因素的影响，煤层巷道顶板破碎煤体或冒顶区周边浮煤发生自燃灾害的概率最大，占矿井自然发火总数的60%以上。目前常用的防灭火技术（黄泥灌浆包括粉煤灰浆等、注凝胶、喷涂泡沫树脂、注惰性气体等），大多属于两相混合体或单相体，易出现防治死角，综合防灭火效能不尽完善。同时，黄泥灌浆消耗大量的耕地资源，恶化巷道环境，增大巷道的排水量；水玻璃一氨盐凝胶产生大量的有毒有害气体，严重污染井下环境；高分子胶体防火成本高，不利于矿井高产高效建设；泡沫树脂不仅成本高，而且工艺复杂；惰性气体易随风扩散逃逸，不易滞留在被惰化区内。为充分发挥固、液、气三相综合防灭火效能，2005年7月，义煤集团公司常村煤矿与中国矿业大学合作，试验利用三相泡沫技术治理巷道顶板顽固性高位煤层自燃隐患，取得了成功。

（一）三相泡沫组成及防灭火原理

1.三相泡沫组成

三相泡沫是指由惰性气体（氮气）、固态不燃物（粉煤灰或黄泥等）、液态的水和适量的发泡剂、稳泡剂而形成的具有一定分散体系和黏度的混合体。它充分利用粉煤灰或黄泥的覆盖性、氮气的窒息性和水的吸热降温性进行防灭火，即集固、液、气三相材料的防灭火性能于一体，大大提高了防灭火效率。

2.防灭火原理

（1）与现用的防灭火技术和材料相比，三相泡沫兼有一般注浆和氮气泡沫防灭火的优点。粉煤灰或黄泥浆注入氮气发泡后形成三相泡沫，体积大幅增大，在采空区或破碎、高冒区中呈三维状向周围运移堆积，能有效包裹、覆盖破碎煤体，避免了普通注浆浆水易沿阻力小的方向流失而存在防治死角。

（2）注入的氮气被封装在泡沫中，能较长时间滞留在灌注区，并随泡沫一起充填于煤体缝隙中，充分发挥了氮气的惰化、抑爆作用。

（3）粉煤灰或黄泥等固态物质均匀粘附于气泡外壁，延缓了泡沫的破灭速度，提高了泡沫的稳定性。即使泡沫破了，具有一定黏度的粉煤灰或黄泥仍可较均匀包裹破碎煤体，持久有效地阻碍煤对氧的吸附，防止煤氧化，遏制煤的自燃进程。

（二）试验地点选择

2108：工作面进风巷处于应力峰值区附近，地应力显现十分明显（图9－18）。掘进时，顶煤松动破碎深度普遍超过1m，多处还出现冒顶现象，最大冒高超过8m，支护体严重受力不均，一般成巷7d后，巷道顶、帮及底板均发生明显的流变，最大位移量超过300mm。尤其是工作面外部运输联络巷附近，位移量超过500mm。成巷10d后，检测到巷顶破碎煤体缝隙中的CO浓度达1.6×l0－4。采取巷顶打钻注浆措施，巷道底板在巷顶灌浆渗流浆水的浸泡下，变软膨胀，巷道断面收缩变小。扩巷时，进风巷与外部运输联络巷交会处发生冒顶，其几何体积达到23.0m×4.7m×8.0m（长x宽×高），巷道扩修后12d，该处发生冒烟。对巷顶背板封闭、灌浆和洒水后均不奏效，于是大量充填胶体泥浆进行封闭，共充填了302m3。充填后，虽然烟雾消失，但煤油味依然很浓，检测到的最大CO浓度为2.6×l0－4，淋水温度为35～39℃，表明里边存在充填空缺区，自燃隐患仍然存在。在随后的47d内，坚持定期适量灌浆湿润，但煤油味和高浓度CO仍然存在，已成为一处顽固性自燃隐患点。因此，试验地点选在进风巷与外部运输联络巷交会处的冒顶区。

图9－18　2108工作面布置示意图

3.灌注工艺及主要技术参数

（1）灌注工艺

三相泡沫的灌注工艺主要根据粉煤灰或黄泥浆的灌注工艺不同而选定，三相泡沫的灌注工艺分为地面固定式和井下移动式。因灌注方式的不同，三相泡沫的灌注参数也存在差异，不同灌注系统的主要技术参数见表9－6。

表9－6　三相泡沫灌注技术参数

虽然常村煤矿有完善的矿井防灭火灌浆系统，但考虑其制备、输送的粉煤灰浆液浓度不稳定，决定选用输送浆液浓度较稳定的井下移动式灌注系统进行试验。灌注工艺流程如图9－19所示。

图9－19　井下移动式三相泡沫灌注工艺系统

（2）主要技术参数

粉煤灰浆液利用KLB－5／100型高压泥浆泵制取，经Φ100mm的采区灌浆管路输送。氮气由安设于地面的PSA－1000型制氮机制取，通过Φ100mm的输氮管路压送，二者在灌注点附近发泡器中汇合。灌注的主要技术参数为：①制浆量6m3／h（粉煤灰与水之比为1～1.5：1）；②输送压力5MPa；③输送距离1km；④发泡剂添加比例0.010～0.014t／h；⑤氮气压力≥0.4MPa，氮气流量≥400m3／h；⑥三相泡沫发泡倍数25～30倍；⑦钻孔孔深8～10m，排距5m，每排2个，孔径40mm。

4.试验过程及效果分析

（1）试验过程

2005年7月22日，按照每组3个，共分4组的方式，利用井下移动式系统对21082工作面外部运输联络巷附近25m长的进风巷顶连续灌注了7h三相泡沫。经计算，共灌注三相泡沫1120m3。初始灌注15min，按0.01t／h的比例添加发泡剂，氮气流量为350m3／h，发泡不完全，出水量较大，且泡沫不均匀细腻。将氮气流量增加到450m3／h后，虽发泡状况得到改善，但泡沫不细腻。又将发泡剂的添加量调整到0.014m3／h后，发泡完全且均匀细腻，破灭后出水量少，达到了预期目标。连续灌注6h20min后，CO浓度很快降到7.5×10－5煤油味消失，表明自燃隐患已得到有效控制。随后利用在冒顶区内预设的4个观测孔对其测温和取气样分析，自燃隐患征兆逐渐减弱。到7月29日，冒顶区破碎煤体温度下降到28℃，CO气体浓度下降到6×10－6，表明其中隐蔽的自燃隐患点已完全消除。温度及CO浓度下降情况如图9－20所示。

图9－20　温度及CO浓度下降曲线

（2）效果分析

三相泡沫具有以下特点：①三相泡沫的扩散、堆垒、渗透性较强，不易出现灌注死角，能填满冒顶区周边破碎煤缝隙，对其中的隐蔽性的自燃隐患或阴燃火点可快速有效治理。②三相泡沫泄露破灭后出水量低，对底板松软巷道的浸泡的程度轻，不会加速巷道底鼓变形和增大巷道排水量。同时，一般不会污染井下风流环境。③除用于巷道顶冒落区周边破碎煤体自燃隐患外，还可以用于巷顶破碎煤体和采空区的自燃隐患治理。④工艺简单，操作简便，灌注效率高，一次性安全治理成效比较明显。总之，三相泡沫集固、液、气三相材料的隔氧，阻化，降温，惰化等综合防灭火性能于一体，不仅防灭火效果明显，而且不会增大巷道排水量，恶化巷道环境和污染井下空气，是黄泥浆或粉末岩浆的良好代用品。

三、易燃煤层综放面结束期间顶板控制及防灭火技术综采放顶煤技术作为实现矿井高产高效的主要技术途径，具有良好的经济效益和发展前景。但在极易自然发火的矿井，特别是综放面撤架时，由于工作面配套设备多，特别是支架体积大，造成拆除周期较长，加上综放工作面采空区遗煤多，漏风量大，极易造成采空区发火，影响工作面正常拆除。2001年以来，杨村煤矿先后有7个综放工作面出现自然发火现象，其中2个工作面在拆除过程中一度被迫封闭，严重影响矿井安全生产。为扭转这一被动局面，在D13111工作面结束期间，结合现场实际，对该工作面顶板及时采用了“锚钢带网”加强支护，同时，针对工作面撤架期间的遗煤自燃特点，采用了以注氮为主的综合防灭火技术，成功实现了D13111工作面快速撤架及防灭火工作，确保工作面正常接替。

（一）工作面概况

D13111工作面位于D13采区下山东翼，上与D13091工作面采空区之间留有4.5m的煤柱，下为D13131未采工作面。工作面倾斜长168m，走向长420m，所采煤层为侏罗系义马组2－3煤，煤种为长焰煤，煤层平均厚度15.0m，煤体干燥，松软破碎，属极易自燃煤层，自然发火期平均30d，最短7d。该工作面采用走向长壁综采低位放顶煤，一次采全高，自然垮落法控制顶板，割煤高度2.3m，放煤高度12.7m。工作面共安装ZY2800－16／24D改进型放顶煤支架l12架，前输送机为SGZ－630／220型，后输送机为SGZ－630／264型，采煤机为MG150／375－W型。该工作面于2007年3月开始回采，2008年1月采毕。2月初工作面开始拆除支架，平均每班拆除4.5架，较以往每班多拆除1.5架。实现了工人快速安全拆除，解决了工作面拆除期间频繁发生技术难题。

（二）自然发火的主要原因

1.工作面煤墙片帮严重。工作面结束时，场压力显现明显，经常出现架顶梁前端切顶冒落等顶板事故，既影响工作迅速拆除，也是工作面形成漏风通道，造成采空区的主要原因。

2.运输巷采空区漏风。为保证工作面能在设计终采线，工作面结束时一般采用扇形推进，工作面结束时运输巷先停止推进。工作面上半部采插大小斜子进行扇形推进，容易造成运输巷漏风，引起采空区浮煤自燃。D13111工作面运转超前回风巷47m，扇形推进工期在半个月以上。

3.工作面通风系统不稳定。回风巷风门在人、运料时频繁同时打开造成风流短路，引起风量忽大忽小。现场测定工作面最大风量在650m3／s上，最小风量仅240mm3／s，工作面风量不稳定对采区浮煤自然发火影响明显，将大大缩短煤的自燃火期，极易造成自然发火。

（三）快速拆除工艺和防灭火技术措施

1.支护工艺

采用锚网＋W型钢带支护工作面顶板，与铺设Φ30mm以上的钢丝绳加双层塑料网支撑工作面顶板相比，不仅支护效果好，确保了围岩的稳定性，而且间接具有防火作用，可以防止顶板围岩产生漏风通道。当工作面推进到运输巷距终采线时，开始从工作面第l架向上沿切眼方向在顶板上锚网，并辅加W型钢带进行支护；运输巷回采至终采线位置时，开始扇形回采，最终切眼采用14排W型钢带锚网支护，钢带眼距0.7m，排距0.6m。

（1）锚杆。锚杆为Φ22mm×2.2m的等强树脂锚杆，保证了锚杆整体抗拉强度的一致性，支架前端顶板受压空顶后，锚杆依旧可以进行紧固，保持了切眼顶板支护的稳定性。避免因锚杆自身存在的缺陷，在支架移动过程中出现锚杆断损，安装后出现空顶造成锚杆失去作用。

（2）W型钢带。选用的W型钢带长4m、宽280mm。W型钢带是一种新型井巷支护材料，是组合锚杆支护中的关键构件，可将多根锚杆联结组成一个整体承载结构，提高锚杆支护的整体效果。W型钢带采用冷弯成型的制作工艺，抗拉强度比平钢带提高10%～15%，拉断力比平钢带提高15%，能有效地提高顶板支护效果。

（3）菱形金属网。菱形金属网规格1.5m×4.0m，采用钩编制成，网孔均匀、网面平整、网幅宽，丝径粗，不易腐蚀，寿命长，且抗拉强度大，结实耐用。

为保证钢带铺设基本与工作面结束时的支架呈一条直线，沿工作面方向铺设第l排W型钢带时，要求与煤墙呈14°夹角打设，钢带打设首尾相连呈一直线，随后打设的钢带必须与第l排钢带保持平行。当工作面割最后3刀煤时，工作面只推刮板机不拉架。割第1刀煤时，先在顶板采用W型钢带锚网支护，再使用支架前端的伸缩梁护顶；割最后2刀煤过程中，顶板仍采用W型钢带锚网支护，但必须保证每根钢带下不少于4根单体柱进行临时加固。最后1刀煤割完后，为防止煤壁片帮，工作面按“五花眼”布置打设钢筋树脂锚杆，进行加强支护，锚杆间排距均为0.7m。最后，对有片帮、离层危险的地点必须及时补打闭帮柱，确保支护强度。

2.综合防灭火技术

（1）注胶充填堵漏风。在工作面第10架以下到下拐头进行架后和土袋墙后充填化学凝胶堵漏风。施工时，每架按照设计好的角度打2个顶板钻孔，深度不小于4m，钻孔打好后，随即进行插管注胶充填。

（2）垛土袋墙插管注氮。在工作面第20架以下的架尾后输送机采空区侧，用编织袋填满黄土，垛土袋墙，减小向采空区漏风，并控制风量。同时，在上、下拐头向采空区插管注氮，阻断老空区氧气供给。

（3）铺设彩条布。在工作面停止放煤后，20架以下的支架顶部铺设双层彩条布，防止通过支架顶部的空隙向采空区漏风，为防止彩条布挂破，要求在彩条布下面铺设塑料网进行保护。

（4）建木段墙、料石墙。工作面支架拆除到10架后，及时在运输巷由里向外各建一道厚度不小于1.0m的木段墙和0.54m的料石墙，对运输巷进行彻底密闭。其中，木段墙各木段间必须用泥沙充填，确保顶板下沉过程中越压越紧，确保外部料石墙受压产生裂隙漏风不至于窜到工作面采空区引起发火。(www.xing528.com)

（5）灌浆封闭。工作面支架拆除到20架后，及时向工作面下部进行灌浆封闭，确保运输巷水封顶，杜绝运输巷可能存在的漏风通道。

（6）稳定通风系统。为保证D13111工作面通风系统稳定可靠，安排专人对回风、运输巷的各个风门进行看管，并对其实行连锁，保持拆除期间回风巷正压局部通风机通风的稳定性。

3.效果

（1）D13111工作面结束采用“锚钢带网”支护工艺，解决了长期以来易燃厚煤层综放面结束时的顶板支护强度低、易出现因顶板破碎造成的工作面拆除困难的支护问题，改善了拆除期间的作业环境，为工作面快速拆除创造了良好的条件。采用此工艺，工作面拆除工期缩短约20d，节约各种成本支出15万余元。

（2）“锚钢带网”支护工艺杜绝了顶板破碎产生的漏风通道，消除了因顶部裂隙漏风造成顶部浮煤和温度聚积等煤层自然发火因素，对预防煤层自燃起到了积极作用。避免了因拆除面发火造成综放工作面成套设备被迫封闭的重大损失。

（3）综合防灭火措施针对性强，考虑到了拆除期间可能引起发火的各种因素，防灭火费用较以往大幅度降低。拆除期间，工作面没有出现自然发火现象，CO浓度始终处在0.0024%以下，创造了良好的经济和社会效益。

综放工作面“锚钢带网”支护工艺和综合防灭措施的应用，不仅解决了工作面结束期间的自燃问题，同时实现了工作面快速拆除，为安全生产提供了良好的工作环境，取得了明显效果。

四、三相泡沫灭火技术在大庄矿的应用

平煤集团大庄矿于1966年6月建井，1973年8月投产，矿井设计生产能力90万t／a，服务年限90a，后经技术改造矿井生产能力提高到105万t／a。但由于周边小煤矿的乱采滥挖，矿井提前进入衰老收尾期，矿井开采活动全部在二水平，开采己三、己四采区下分层残余煤量及采区大巷煤柱和工业广场煤柱，开采煤层为己16－17，煤层。因为资源枯竭，矿井目前生产能力40万t／a。因为周边小煤矿较多，大庄矿煤炭自燃严重，在火区治理中，三相泡沫灭火技术在大庄矿得到了广泛应用，且效果明显。

（一）三相泡沫灭火原理及性能

1.原理。三相泡沫是一种物理性的泡沫，即通过物理机械搅拌形成的，由固态不燃物（粉煤灰或黄泥等）、惰性气体（N2）和水三相防灭火介质组成。它是将不溶性的固态不燃物（如粉煤灰或黄泥）分散在液体（水）中，通入惰性气体（N2）或空气，并添加极少量的添加剂（发泡剂和稳泡剂），通过三相泡沫发泡器充分搅拌混合，形成了固体粉煤灰颗粒均匀附着在气泡壁上的大量富集的含有气—液—固三相的体系。

2.性能。（1）三相泡沫中的固体不燃物（如黄泥），能够封堵采空区漏风通道与煤体裂隙，包裹煤体，隔绝煤氧结合。（2）三相泡沫中的固体不燃物和水温度较低，对已有升温趋势的煤具有吸热降温作用。（3）三相泡沫中的发泡剂是一种表面活性剂，可改善煤体表面的润湿性能，使煤吸收更多的水分，极大地增加煤体的湿度，阻止煤体自燃。（4）三相泡沫中的氮气能够使采空区长时间保持惰化状态，降低采空区氧气浓度，抑制煤的氧化，窒息自燃煤体。

图9－21　管路布置示意

图9－22　发泡器安装示意

（二）应用实例

1.煤柱采面概况。2408l采面位于大庄矿己四采区西翼，北为己16－17－24062采面（已回采），西为己16－17－23112采面（已回采），东与己四总回风巷相连。采面走向长460m，倾向长30～150m，跨24061.24081煤柱布置。采面于2006年6月开始回采，炮采放顶煤回采工艺，单体液压支柱配铰接顶梁支护，“二、三”排控顶，最大控顶距3m，最小控顶距2m。采面月推进度约20m，储量28万t，是大庄矿的主力采面，原预计2008年8月回采结束。

2.自燃情况。该面跨煤柱布置放顶煤开采，采空区侧遗煤较多。2008年1月7日下隅角处采空区侧出现自燃，当时回风巷风流中CO浓度2.3×10－4，采面风流中CO浓度5.0×10－5～7.0×l0－5，为确保作业人员安全，经研究决定停产治理。

3.治理方案。①调风均压，减小向采空区供风；②立即排通2趟管路（风管和浆管），利用地面灌浆站向井下注三相泡沫灭火；③加强对CO涌出量的监测监控，根据需要设立3个检查点，由救护队员进行检查（1＃检查点：火点处；2＃检查点：火点后10m采面风流；3＃检查点：采面回风巷风流）。并在分支巷道口设岗警戒，防止人员进入回风巷道。

4.应用过程与效果。根据三相泡沫的性能，决定对该采面使用三相泡沫灭火。己16－17－24081工作面灌注三相泡沫的管路布置如图9－21所示。发泡器在2408l运输巷内，连通到注浆管路上（图9－22）。在工作面的下隅角段着火点处打钻孔埋管，预埋管的端头随机打约20个Φ20mm小孔。预埋管和装有发泡器的注浆管道相连，通过分流器同时进行多孔注浆。为确保灌注效果，在靠近采面基本柱采空区侧用黄土袋垒成一道黄土墙，防止灌入采空区的大量泡沫回流到采面。

配制的浆液浓度土水比（质量比）约为1：4，浆液流量控制为15～20m3／h，压缩空气量630m3／h，发泡剂为浆液量的0.4%（质量百分比）。

通过灌注三相泡沫，黄泥浆液能较好地留在采空区，且从工作面后采空区各个方位的煤体裂隙中看到了三相泡沫的扩散，同时也有大量的黄泥三相泡沫渗透出来，说明三相泡沫均匀充满了整个采空区，并进入了煤体的裂隙和漏风通道，有效地包裹了整个采空区低、高处的浮煤，封堵了采空区的煤体裂隙，对采空区内火源进行了有效控制。采取措施2d后，通过预先设置的检查点可以看出此次采空区自燃已得到控制（表9－7）。

表9－7　治理前后各测点CO涌出情况对照

24081采面下隅角自从2008年1月7日发现明火后，经过治理，至1月14日，各检查点CO浓度均已降到0，至此，此次自燃得到成功治理。

（三）结语

三相泡沫能将浆水均匀地分散，有较好的挂壁性，有效地避免浆体的流失，保护井下环境；注入采空区的泡沫，能较长时间滞留在采空区中，充分发挥窒息防灭火功能；三相泡沫中含有粉煤灰或黄泥等固态物质，这些固态物质是三相泡沫面膜的一部分，可较长时间保持泡沫的稳定性，即使泡沫破碎了，具有一定黏度的粉煤灰或黄泥仍可较均匀地覆盖在浮煤上，持久有效地阻碍煤对O2的吸附，防止煤的氧化，从而防止煤炭自燃，确保矿井安全生产。

五、平煤八矿自燃事故原因分析与对策

平煤八矿位于平顶山市区东部，1966年动工，1981年2月投产，设计生产能力300万t／a，矿井东西走向长12.5km，南北倾斜宽3.36km，面积42km2。可采煤层自上而下共有3组4层，即：丁5－6煤层平均厚度2.0m；戊9－10。煤层平均厚度4.2m；己15煤层平均厚度3.5m；己16－17。煤层1.4～1.8m。八矿采用立井、2个水平、上下山开拓方式，走向长壁全部垮落采煤法，一水平标高为－430m，二水平标高为－693m。矿井现有6个生产采区：丁一、已二下山、己三扩大、己四、戊二下山和戊四采区，除丁一采区外，其他均为突出采区。准备采区3个：二水平己二、戊一和戊二采区。正常生产采掘工作面20～25个。一水平目前剩余可采储量1500万t，矿井正处于一水平向二水平过渡时期。

（一）矿井通风安全概况

目前的通风系统为中央并列与分区对角混合式通风系统，主要通风机工作方式为抽出式，共布置3个进风井筒（副井、新副井进风，主井辅助进风）；4个回风井筒（东风井、西一风井、西二风井、丁一风井），总进风量31000m3／min。矿井为煤与瓦斯突出矿井，其中戊9－10煤层和己15煤层为突出煤层。2007年瓦斯等级鉴定，相对涌出量16.84m3／t，绝对瓦斯涌出量92.87m3／min。矿井为自然发火矿井，3组煤层均具有自然发火和煤尘爆炸危险性，自然发火期为4～6个月，煤尘爆炸指数在25.28%～36.19%。随着矿井延深及回采工艺的发展，矿井煤层自燃倾向性越来越严重，已经具备“火与瓦斯”共存特征，自2000年以来，矿井已经出现或连续发生11次严重自燃征兆和火灾事故（2000年以前仅有1次自燃事故），矿井自燃威胁程度越来越严重。

（二）自燃火灾原因分析

1.自然发火期缩短。随着矿井开采深度延深，煤层自然发火期缩短。2007年，经中国矿业大学、河南理工大学鉴定，在实验室条件下，戊9－10煤层最短自然发火周期为62d，戊8煤层最短自然发火周期为58d，己15煤层最短自然发火周期为72d。自然发火周期缩短，增加了煤层自燃的可能性。

2.地质条件。①八矿戊9－10煤层采面煤层厚度一般为4.22～5.65m，平均4.4m，距戊9－10煤层顶板4～10m为戊8煤层，戊8煤层厚度0.6～1.2m，平均0.8m。在戊9－10煤层回采时，随着戊9－10煤层顶板垮落，戊8煤层将全部垮落到破碎的戊9－10煤层顶板上及采空区内，使采空区内浮煤成倍增加，而且浮煤呈4m多高立体分布。注浆时浆液沿底板流走，采空区上部浮煤易氧化自燃；浆液不能有效作用于戊8煤，故戊9－10煤层采空区极易自然发火。②己15煤层与己16－17煤层层间距3～8m，正常的回采顺序是先采己15煤层后采已16－17煤层，由于己16－17加煤层顶板破碎，掘进施工时易发生冒顶，容易和己15煤层及己15煤层采空区漏透。因此，己16－17煤层巷道高冒区、己15煤层采空区易发生自燃事故。

3.矿井通风负压。随着矿井水平的延深，矿井通风线路越来越长。目前，八矿在册通风巷道达15000m，加上巷道失修变形，通风阻力不断增加，西一风井通风阻力3700Pa，东风井通风阻力3400Pa，高负压易造成采空区密闭漏风量增大。所以西一风井所服务的戊二采区、己二采区发生3次采空区自燃事故。

4.回采工艺。随着采煤技术的发展，采煤工艺由原来的炮采分层开采逐步发展为现在的一次采全高综采开采。大采高工作面支架的体积和质量大，因而安装和撤架速度较慢，易使煤层达到自然发火期；综采工作面生产能力高、产量大，瓦斯绝对涌出量大，其所配风量也比炮采工作面大为增加。现在，为保证采面安全生产，高突采面配风量为2500～3200m3／min，使采空区氧化带范围扩大，增大了采空区发火的范围。

5.瓦斯抽放。为了治理瓦斯及防治媒与瓦斯突出，目前采煤工作面主要采取的措施有：采面上隅角瓦斯抽放、本煤层抽放、高位钻场抽放、采面浅孔抽放、上隅角埋管抽放等。掘进工作面主要采取的措施：本煤层抽放、高抽巷穿层打钻抽放、掘进工作面浅孔抽放、巷道两帮卸压释放等。为了防治瓦斯，采空区大量抽放瓦斯，使采空区负压加大，气体流速增加，漏风加大，采空区容易自燃。

6.周边小煤矿漏风影响。八矿周边有3个小煤矿，分别是兴东矿（回采八矿丁四采区上部煤柱）、兴东二矿东井（回采八矿戊四采区上部戊组煤下分层及煤柱）、兴东二矿西并（回采八矿戊四采区上部戊组煤下分层及煤柱）。由于八矿丁四采区和戊四采区联合布置，戊四采区仍然未彻底回采结束封闭，八矿风井主要通风机负压达3450Pa，远远大于小煤矿风井的负压1450Pa；加上小煤矿越层、越界开采，戊四采区采空区长期严重漏风，造成2003年4月、2005年5月2次采空区自燃事故。

7.小煤柱开采。为了降低巷道压力，减少煤炭损失，沿空掘巷、小煤柱开采技术得到大力推广应用，但是沿空掘巷、小煤柱开采技术容易造成采空区漏风，增加采空区自燃危险。

8.跨煤柱开采。戊9－10煤层、己15煤层过去采用分层炮采开采，随着采煤技术、特别是综采技术的发展，下分层普遍采用综采开采。为了增加采面圈定储量、提高生产率、降低掘进率，目前多采用跨煤柱、跨区段布置。下采层采过后，上分层煤柱垮落入采空区，增加了采空区浮煤；己16－17煤层厚度1.3～2.0m，平均1.7m，己16－17煤层跨上邻近层已开采的己15煤层区段煤柱布置。由于己16－17煤层和己15煤层层间距小，己15煤层区段煤柱进入己16－17采空区后，煤柱遭到严重破坏，且己15、己16－17川采空区沟通、裂隙发育，一方面产生大量松散煤体，另一方面，破坏了己15煤层区段煤柱，使已15采空区、己16－17煤层采空区相互连通，增加了采空区漏风及浮煤，也增加了自然发火危险，一旦出现自燃事故，处理非常困难。

9.采空区密闭失修漏风。许多老采区封闭不及时，由于巷道密闭长期失修，如果检查、维修不及时，容易造成采空区漏风。

（三）防治对策

1.优化矿井采掘布置，及时收缩战场，合理集中生产，对即将结束的戊四采区、己二采区，加快残采，及时封闭。

2.加强巷道维修，调整优化通风系统，降低矿井通风阻力。

3.针对八矿目前的防火形势，加强技术攻关，研究制定符合八矿的综合防灭火技术。

4.优化采掘设计，在设计中要充分考虑防治自然发火问题。

5.完善矿井综合防灭火注浆系统，优化注浆工艺，将目前传统的低位采空区埋管注浆改为利用回风巷高位钻场向采面上隅角打钻注浆，使注浆更有针对性，坚持随采随注。

6.安装完善矿井注氮系统，大力推广注氮防灭火先进技术，效果更好。

7.加强对周边小煤矿的监管，防止小煤矿向八矿漏风。发现问题及时处理。

8.建立综合防灭火管理制度，严格考核落实。

9.合理对采面配风，在满足安全生产的条件下，降低采面配风量。

六、综合防灭火技术在平煤二矿的应用

平煤股份二矿己二采区地面位于下王家，标高＋220～＋255m；工作面标高－195～－175m。由于己组煤的自然发火期为6～9个月，煤尘爆炸指数为30.3l%～32.09%，掘进施工中，采用长短探结合的施工方法，坚持边探边掘的原则。

（一）工作面布置情况

己16、17－22060回风巷掘进工作面位于二矿己二采区南部，东到己二胶带下山，西距己组边界约270m，南部己16，17－22040未开采，北邻己16，17－22082采空区；上总部已15－22060采面走向长度距已二回风下山933m，倾向长155m，终采线距已二回风下山57m，采面已于1995年回采完毕；已15－22040采面走向长度距已二回风下山860m，倾向长135m，终采线距已二回风下山117m，采面已于2001年回采完毕。

（二）自然发火情况

煤炭能在常温下吸附空气中的氧而被氧化，并产生一定的热量。若氧化生成的热量较少并能及时散失，则煤温不会升高；若氧化生成的热量大于向周围散失的热量，煤温将升高。随着煤温的继续升高，氧比急剧加快，从而产生更多的热量，煤温也急剧上升，当煤温达到着火点（300～350℃）时，煤即产生自燃。煤炭自燃是个复杂的过程，受多种因素的影响，但煤炭自燃必须具备以下条件：①煤有自燃倾向性，且以破碎状态存在；②有连续的供氧条件；③有积聚氧化热的环境；④上述3个条件能持续足够的时间［2］。

在己16、17－22060回风巷、己16、17－22120回风巷及切眼掘进过程中，通过对周边小煤矿老巷道漏风情况分析，发现有一小煤矿主井、风井、新风井封闭不严密，漏风严重，煤炭吸附空气中的氧而被氧化，并向周围散发热量，随着煤温的升高导致煤炭自燃，这是煤炭自燃的主要原因。经研究，决定对周边小煤矿井筒进行封堵，并对废弃的武庄风井防爆盖、旁侧门及2条回风道进行封填处理。

（三）防灭火措施

1.注浆封堵

（1）注浆材料

罗克休是由2种成分组成的注浆产品，用于充填空洞、密闭空气和瓦斯以及加固断裂程度高的地层。充填注浆采用l台泵和1只混合枪。以4：1的体积比混合A料（树脂）和B料（催化剂），它们在20℃时的密度为1.2，1.5g／cm3，在20℃时的存储期限分别为3个月和6个月，存储适宜的温度为5～20℃和5～40℃。发生快速反应生成泡沫，接着产品会快速膨胀到原体积的25倍左右（发泡倍数可调）。膨胀后，注浆材料在2～5min内硬化［3］。该泡沫定型后成为高难燃材料，点着温度为450℃，燃烧氧指数为36%，其在硬化后可以将松软的煤炭和煤矸石胶结成整体，使之与氧气隔绝，从而达到防火的效果。

（2）施工工艺

在巷道顶板中间布置1个注浆孔，巷道两帮距地面1m处布置1个注浆孔，顶板注浆孔和下部注浆孔之间再布置1个注浆孔，每排5个注浆孔，排间距3m，孔深4m。施工步骤：钻孔→检查钻孔质量→安装注浆管→准备浆液→开泵注浆→检查注浆质量。注浆设备如图9－23所示。

图9－23　注浆设备示意

注意事项：①注浆人员在施工期间必须戴防护眼镜和橡胶手套等防护用品，作业场所必须备有一定量的清洁用水。②若浆液不慎溅到皮肤上或眼睛内，应立即用大量清水冲洗，严重者应立即升井就医，人体不得接触化学注浆材料。③注浆施工前，工作面支护到作业面，重新加固作业面向后10m范围内的支架，保证施工地点支护完好可靠，无帮顶浮矸危岩，再进行钻孔注浆。④发现岩体松动、跑（漏）浆、注浆压力骤降等异常情况，应立即停止注浆，查明原因，待消除隐患后才准恢复注浆。⑤如注浆压力没有达到设计压力且压力不再上升，此时要暂停注浆l～2h，之后再次注入调整浓度后的浆液，如压力仍不上升，要停止注浆，并封孔后换孔注浆。

2.密闭注氨

2009年4月首次掘进至距回风巷口280m处时，在执行探老巷措施时探到老巷，经矿研究决定于2009年8月对巷道进行了封闭；2011年6月启封巷道，在第2次掘进过程中，共有5处与小煤矿采掘巷道贯通。贯通位置情况见表9－8。

表9－8　贯通位置情况

过老巷时，每隔4m向巷道两帮打孔注入罗克休，并在表面喷水泥浆。虽然采取了喷浆处理，但因小煤矿井简漏风严重，在巷道施工至距回风巷635m处时，巷道内回风流的CO含量在0.060%上，并有增大趋势：经矿研究决定，于2011年9月28日从工作面退后32，66m处分别构筑1道临时密闭，并对封闭巷道及板闭进行了喷浆处理；并于2011年9月29日～2011年11月16日对距工作面32m处密闭采取了注氮措施，注氮的同时对距工作面66m处密闭前10m采取了喷浆、注浆处理，喷浆厚度与U形棚平，注浆共用水泥33.3t。而后巷道回风流CO含量再次达到0.0080%，并呈逐渐增大趋势。2011年11月17－18日对巷道内设备进行了回收，并于2011年11月18日从里向外又构筑了4道密闭。

己16、17－22060回风巷从外到里共有6道密闭，第l道是用砖构筑的永久密闭，厚240mm；第2道与第4道是木板构筑的临时密闭；第3道是料石构筑的永久密闭，料石墙厚2m、喷浆厚500mm，并对第1道至第3道密闭间20m巷道采取了注浆措施，共用水泥123t；第5.6道是木板构筑的临时密闭，但第5道喷浆厚500mm左右，第6道外喷浆厚300mm左右。

2011年9月29日－2012年2月17日，对密闭内采取了注氮措施。2011年9月29日－11月16日，对第6道密闭内注氮，注氮量为629029m3；2011年11月16－19日、2011年12月27日－2012年2月17日分2个时段向第5道、第6道密闭间注　氮，注氮量为715915m3；2011年11月19日－12月27日向第3道、第4道密闭之间注氮，注氮量为533552m3，密闭内总注氮量合计l879496m3。

（四）有害气体分析

对密闭外采取注浆、密闭内注氮及周边小煤矿井硐封堵措施后，密闭内各气体取样分析见表9－9。

从密闭材料、布置位置及密闭内有毒有害气体含量来看，第2道与第4道的有毒有害气体含量已经正常。第l道密闭距第3道密闭20m，且此段巷道已喷浆和注浆，有毒有害气体含量已经正常。第3道与第5道密闭间距549m，从取样分析列表来看，O2浓度在6.5%以下，N2浓度呈下降趋势，CO浓度为0，CH4浓度呈下降趋势，CO2浓度呈上升趋势，测量温度一直保持在27℃，C2H4.C2H2.C2H8。含量为0，C2H6含量很小；第5道与第6道密闭间距34m，从取样分析列表来看，O2浓度在8.0%以下，N2浓度呈下降趋势，CO含量呈下降趋势，CH4浓度呈下降趋势，CO2浓度呈上升趋势，温度32℃，C2H4.C2H2呈下降趋势，C2H8含量变化不大，C2H2含量为0。第六道密闭距工作面32m，此段巷道2011年10月18日取样分析结果见表8－9，2011年11月18日第3道密闭构筑完毕后，第6道密闭内有毒有害气体含量目前没有办法测到。第3道与第5道之间549m巷道是此次启封密闭和排放瓦斯的重点，第5道、第6道密闭暂不启封。

表9－9　气体含量

五、火区启封

首先拆除己16，17－22060回风巷口第1.2道密闭，拆除前，必须对密闭前20m范围内的巷道进行洒水灭尘，杜绝煤尘超限。第3道密闭采用锁风法启封，由通风队在第3道密闭外6m构筑1道临时板门。密闭启封前，由施工单位对密闭外20m范围内巷道洒水冲尘，并将密闭外的板门关闭，所有无关人员撤出到新鲜风流中。密闭启封时，靠密闭右侧扒开1个高度不大于1.0m、宽度不大于1.5m的行人通道，由救护队员佩戴好呼吸器进入己16，17－22060回风巷现场检查巷道内O2、CO、CH4、CO2、温度等情况，若CO浓度小于0.0024%、温度低于30℃时，在救护队员的监护下，由通风队负责逐节向前延接风筒。排放瓦斯过程中，指派专人密切关注全风压风流混合处有毒有害气体浓度变化情况，如CH4浓度超过0.5%、CO2浓度超过1.5%，应立即减少向启封区的供风量；一旦CO达到0.0020%时，应减小或停止向启封区内供风。

救护队员佩戴呼吸器进入，对己16，17－22060回风巷内进行检查，发现CO在浓度0.0024%以上、巷道内温度在30℃以上时，经现场负责人和指挥部共同认定不具备安全启封条件时，下达停止启封指令，由通风队负责加固回风巷口新构筑板闭，并由施工队进行喷浆处理，并预留观察孔和注氮孔。

六、结语

针对小煤矿采动引起自燃的现况，采取了注浆、注氮及构筑密闭相结合的灭火技术措施，实现了矿井灭火，对煤矿安全生产具有重大意义。经过周密的准备和精心的安排，平煤股份二矿于2012年5月6日开始火区启封工作，5月10日火区启封安全结束，为类似煤矿的防灭火工作提供了借鉴。