薛偉超 ,李艷增
(1.煤科集團沈陽研究院有限公司,遼寧 沈陽 110016;2.煤礦安全技術國家重點實驗室,遼寧 撫順 113122;3.中國礦業大學 礦業工程學院,江蘇 徐州 221008)
07033 工作面為殘煤復采綜放工作面,地面標高+257.5~+263.7 m,井下標高-482.0~-393.0 m。走向長240 m,傾向長50 m。主采下煤,屬氣煤,煤層結構簡單,傾角 20°~30°,平均 25°,殘煤厚度平均 8 m,硬度1.25。直接頂為中粗砂巖,基本底由凝灰角礫巖、玄武質集塊巖和安山質凝灰巖組成,無層理。
采用綜采放頂煤采煤法,頂板自然垮落,平均日產384.5 t。原始煤層瓦斯含量高,礦井屬高瓦斯礦井。回采局部遇水砂、金屬網、單扒等采跡及相關舊巷,開采影響致煤質疏松破碎,煤層滲透性大,瓦斯已經大量逸出,殘煤瓦斯含量1.13 m3/t,孔隙率1.79%,殘煤瓦斯放散初速度為5.8,放散初速度較小。
07033 工作面是復采工作面,一般情況工作面回風巷瓦斯濃度基本為0。西安礦經驗表明,一般情況下,只在陰天下雨時有瓦斯異常增大的現象。氣象變化引起大氣壓改變,由于云層“溫室效應”,陰天空氣密度減小、濕度比較大,導致陰天的大氣壓比晴天的大氣壓低,標準大氣壓為1.013 25×105Pa。因此,影響07033 工作面瓦斯涌出的主要因素為地表氣壓的變化。
為了進一步研究殘煤復采工作面瓦斯涌出與地表大氣壓力下降的關系,將07033 復采工作面2017年1 月1 日至4 月17 日所有正常工作日(扣除2 月份過春節)92 d 內二者在同一時間尺度下的變化情況進行了統計分析,回風流瓦斯濃度隨地表氣壓變化如圖1(1 mmHg=133.322 4 Pa)。
圖1 回風流瓦斯濃度隨地表氣壓變化Fig.1 Gas concentration of the return airflow varies with the surface atmospheric pressure
從圖1 可以看出:一般情況下,當地表氣壓增大或者保持相對平穩時,工作面回風巷口瓦斯濃度基本為0;工作面回風流瓦斯濃度與地表大氣壓力密切相關,基本上每次瓦斯濃度的異常涌出增大都伴隨著地表氣壓的突然下降,瓦斯異常涌出增大一般滯后于氣壓下降 3~6 h;1 月 17 日 4:00 時,工作面回風流瓦斯可最高由平時的0%異常涌出增大至1.04%,造成瓦斯超限事故,嚴重影響礦井安全生產。
統計發現,在這92 d 內,地表大氣壓共下降次數 33 次,其中25 次伴隨工作面瓦斯異常涌出增大,另外 8 次瓦斯沒有異常涌出。
殘采工作面回風瓦斯隨地表氣壓變化的規律是怎樣的?從25 次瓦斯涌出隨地表氣壓變化的情況看:①1 月和4 月的井下瓦斯異常涌出增大呈極峰狀(圖1(a)、圖1(d)),且在大氣壓的最低時刻瓦斯異常涌出量最大;②2 月伴隨2 次、3 月上半月和4月初,地表大氣壓呈整體階梯式下降,井下殘煤復采工作面回風流瓦斯濃度呈波動變化規律(圖1(b)~圖1(d)),即當地表氣壓下降時,回風瓦斯涌出增大;當地表氣壓短時間穩定時,瓦斯涌出減小,而地表氣壓繼續下降時,瓦斯濃度又增大,導致井下瓦斯涌出出現波動變化的現象;③3 月1 日0 時至3月17 日8 時,07033 工作面回風瓦斯濃度密集波動,波動范圍主要集中在0.08%~0.16%;甚至出現地表氣壓上升時也有瓦斯異常涌出的現象,這說明該段時間內有其它因素影響瓦斯涌出,該因素對瓦斯涌出的貢獻約為0.08%~0.16%;在波動的基礎上,在大氣壓降低至最低點附近,瓦斯濃度急劇增大呈極峰狀,瓦斯濃度達到 0.39%(圖1(c))。
那么,什么情況下的大氣壓下降會引起井下瓦斯異常涌出呢?從這8 次沒有關聯的大氣壓力下降中,1 月 5 次,2 月 2 次,3 月 1 次。這 8 次壓力下降,最大壓降 3.75 mmHg,平均壓降 1.72 mmHg;最大壓降速度(壓降速度為單位時間內大氣壓下降的多少,單位 mmHg/h)0.500 mmHg/h, 最小壓降速度0.167 mmHg/h.對比分析 25 次關聯的大氣壓下降,最大壓降為 16 mmHg,最小壓降為 1.5 mm Hg/h,平均壓降為5.75 mmHg;最大壓降速度1.125 mmHg/h,最小壓降速度為0.101 mmHg/h, 平均壓降速度0.303 mmHg/h。對比發現,伴隨瓦斯異常涌出時的地表大氣壓力,平均壓降增大4.03 mmHg,平均壓降速度增大0.136 mmHg/h。需要注意的是,雖然平均壓降和壓降速度都有所增大,但并不能決定瓦斯涌出情況,因為也存在小壓降和小壓降速度的條件下的瓦斯異常涌出,這可能與氣壓監測的記錄是以每小時1 次記錄而非實時記錄有關。
根據GB/T1730-93標準,將光敏涂料涂于表面光滑的專用玻璃板上,置于光固化機中,在100%的光強下固化120 s。固化完全后用擺桿阻尼硬度計測試固化膜硬度,漆膜硬度按下式計算:
從圖1 可以看出,瓦斯異常涌出的瓦斯濃度曲線可以分為“極峰”、“波動”“波動+極峰”3 種類型。“極峰”狀態對應地表氣壓的急速單一線性下降(圖1(a)、圖1(d));“波動”狀態對應地表氣壓階梯式下降,且氣壓下降階段存在階梯變速的情況(圖1(b));“波動+極峰”狀態則是上述2 種情況的綜合(圖1(c))。在25 次關聯的大氣壓下降中,小壓降和小壓降速度主要存在于“波動”和“波動+極峰”狀態下,是伴隨整體壓降的1 個階段。
對于殘煤復采,原始煤體已遭破壞,經過長時間的釋放后煤體內殘余瓦斯壓力經由煤體孔隙和裂隙內空氣連接與回采巷道內空氣壓力處于動態平衡狀態。當地面大氣壓突然下降時,井口巷道空氣壓力減小。根據單位體積流量的氣體能量方程,井下回采巷道內任一點r 斷面處的空氣壓力pr必然減小,造成井下原有的瓦斯壓力動態平衡被打破。一方面,采空區內積存了大量瓦斯氣體因工作面氣壓減小而大量涌入工作面巷道中,經回風巷使回風瓦斯濃度增大(通風機風量穩定)。復采工作面風流和瓦斯流動示意圖如圖2。另一方面,煤是一種雙重孔隙介質,瓦斯以游離和吸附二態賦存其中,其中游離態瓦斯可以流動[11-12]。當煤顆粒表面的壓力氣壓減小時,原有的瓦斯“解吸?吸附”平衡被打破,短時間內瓦斯解吸作用大于吸附作用,煤顆粒表面吸附的瓦斯解吸后轉為游離態瓦斯進入孔隙和裂隙中參與瓦斯流動,最終進入回采巷道經回風口流出,亦造成回風流瓦斯濃度增大(圖2 紅框)。這其中,巷道空氣壓力的絕對值影響煤壁瓦斯的“解吸?吸附”速度[13-14],巷道空氣壓力的相對變化引起的壓力梯度影響煤孔隙和裂隙中瓦斯運移速度。
圖2 復采工作面風流和瓦斯流動示意圖Fig.2 Schematic of the air and gas flow in the residual coal recovery process
井下回風流瓦斯濃度隨時間變化函數如下:
式中:W 為井下回風流瓦斯濃度,%;F1為回風瓦斯 W 隨時間 t 變化的函數;t 為時間,h。
地表氣壓隨時間變化的函數為:
式中:pd為地面大氣壓力,mmHg;F2為地面大氣壓 pd隨時間t 變化的函數。
根據前面節分析,井下瓦斯濃度與地表氣壓及其變化速度有關,結合式(1)、式(2)得:
式中:F3為回風瓦斯W 的影響函數;△pd為地面氣壓力變化速度,mmHg/h;X 為其它因素對工作面瓦斯涌出影響,%;W0為初始瓦斯涌出濃度,%。
對于07033 殘煤煤復采工作面,根據平時回風流瓦斯濃度基本為0,判斷X=0,W0=0。
生產中尤其關注瓦斯異常增大的峰值。在“極峰”、“波動”“波動+極峰”3 種瓦斯異常波動類型中“極峰”的瓦斯異常值最高,因此以2017 年4 月中典型的 4 次“瓦斯-壓降”(圖1(d))關系為例分析,截取其中的地表氣壓連續下降段,以地表氣壓變化的時刻點為坐標零點做散點擬合,基本符合線性變化規律(相關系數=0.933 3)。從瓦斯異常增大的圖像規律看,將瓦斯上升過程基本符合線性升高規律。將這4 個方程參數做算術平均得式(4),即為初始地表氣壓條件下殘煤復采工作面回風瓦斯濃度隨地表氣壓變化的量化方程。
式中:△W 為瓦斯異常涌出速度,%/h;pd0為初始地表氣壓,%.
為了防止復采工作面瓦斯因大氣壓降而出現異常增大的現象,根據大氣壓降對復采面瓦斯涌出的影響原理,可以通過以下2 個方面減小大氣壓降的影響:①切斷瓦斯向外涌出的通道:具體而言,做好采空區的封堵、充填工作,減少采空區的自由空間同時切斷采空區里段與工作面的通道,此舉還有利于控制采空區頂板沉降,減少沖擊地壓危險,實現采空區防滅火;②抵消大氣降的影響:具體而言,實時監測大氣壓力變化,當有氣壓驟降時,采用智能控制系統自動向采空區或帶采煤體內注入一定壓力的氮氣,或者開啟智能調節風門采用均壓通風的方式抵消大氣壓降影響。
1)復采工作面回風流瓦斯濃度與地表大氣壓力密切相關,地表氣壓的突然下降大概率造成井下回風流瓦斯涌出異常增大,且瓦斯異常涌出滯后于氣壓下降 3~6 h 左右。
2)瓦斯異常涌出的瓦斯濃度曲線可以分為“極峰”、“波動”“波動+極峰”3 種類型。“極峰”狀態對應地表氣壓的急速單一線性下降,“波動”狀態對應地表氣壓階梯式下降,“波動+極峰”狀態則是上述2種情況的綜合。
3)巷道空氣壓力的絕對值影響煤壁瓦斯的“解吸?吸附”速度,巷道空氣壓力的相對變化引起的壓力梯度影響煤孔隙和裂隙中瓦斯運移速度。得出初始地表氣壓條件下殘煤復采工作面回風瓦斯濃度隨地表氣壓變化的量化方程。
4)提出切斷瓦斯向外涌出的通道和抵消大氣壓降這2 種防止工作面瓦斯隨地表氣壓突變而異常涌出的思路。