沈 鑫,閆萬俊,何啟林,李金亮,陸 偉
(1.安徽理工大學安全科學與工程學院,安徽淮南 232001;2.山西汾西中興煤業有限責任公司中興煤礦,山西呂梁 030599)
高瓦斯礦井發生火災后,容易產生瓦斯與火共存的現象,且易導致在礦井滅火與救災過程中易發生爆炸事故,對礦井安全生產構成了嚴重威脅。據統計我國煤礦爆炸事故有近60%是發生在高瓦斯自燃煤層中,死亡人數約占煤礦事故總死亡人數的50%[1-2]。國內對于煤炭自燃防治或瓦斯治理技術比較成熟,常規的防滅火措施有均壓通風、注氮惰化、噴灑阻化劑等[3-7]。針對瓦斯防治技術,研發了高低位抽巷抽采、順層鉆孔抽采、采空區埋管抽采等瓦斯治理技術[8-11]。但是上述治理技術主要是針對單方面的治理,而針對瓦斯與火共存條件下的治理技術較少。董強[12]等針對綜放開采中瓦斯抽采同自然發火防治互相矛盾的難題,提出了上隅角埋管抽采瓦斯與篩管注氮防治遺煤自燃的共治方法;程建圣[13]采取了交錯鉆孔抽采瓦斯、回風巷施工高位鉆孔、采空區埋管抽采、均壓通風等綜合治理技術;李修磊[14]等通過研究鹿洼煤礦4301 煤層上覆采空區瓦斯賦存、煤自燃特點,選擇采用噴漿、注膠封堵防滅火,封堵-排放-稀釋防治瓦斯,取得了顯著的瓦斯與火共存治理效果。但是上述研究成果未考慮工作面停采期間如何防治瓦斯與火共存的問題,為此以中興礦1413 綜采工作面停采期間發火為研究對象,提出了“網狀監測+注氮+調壓+阻漏+降溫”綜合抑爆防滅火技術,確保高瓦斯工作面停采期間采空區滅火工作的安全進行。
中興煤礦1413 綜放工作面位于中興礦4#煤層,工作面可采走向長度1 470 m,傾向長度180 m,4#煤層傾角為2°~10°,平均厚度1.6~2.3 m,含夾矸1~2 層,煤類以中灰、低中硫的瘦煤、焦煤為主,經山西省煤炭工業局鑒定,4#煤層的自燃傾向等級為II類,煤塵具有爆炸性,最短自然發火期為84 d。1413工作面采用“Y”型通風系統,巷道布置為一面四巷:高抽巷斷裂帶抽采;材料巷為主進風巷,風量1 100 m3/min;運輸巷輔助進風,風量為500 m3/min;沿空留巷回風,風量為2 000 m3/min,回風流中瓦斯體積分數為0.45%,回采后期因瓦斯涌出量減小,調整回風量為1 500 m3/min,瓦斯體積分數為0.35%,停采后調整回風量為892 m3/min,瓦斯體積分數為0.2%。調整回風量11 d 后,采空區瓦斯抽采支管管路內CO 傳感器報警,CO 體積分數為48×10-6,次日在留墻末端預埋孔內檢測到CO 體積分數為2 200×10-6,C2H6體積分數為106.2×10-6,表明采空區內已經發生遺煤自燃。
1)采空區遺煤堆積。工作面與上部煤層的平均間距為2.7 m,上部煤層煤體易垮落至采空區,隨著回采工作的進行,部分采空區上部煤層煤體發生垮落,這些浮煤暴露在氧化升溫帶中發生氧化,導致采空區出現CO 超限現象。
2)采空區漏風嚴重。工作面沿空留巷壁面采用柔模作為支護材料,柔模材料抗變形能力低,支護受力不均勻,頂板壓力較大,沿空留巷壁面上幫煤壁容易產生裂隙形成漏風通道;施工高抽巷導致沿空留巷周圍煤巖體破碎容易漏風,且高抽巷工作形成的風向剛好和回風相反,兩者共同作用使得采空區內部風流紊亂,加劇了工作面漏風。
3)瓦斯抽采負壓較高。過高的負壓使得抽采口附近風流運移加快,通過抽采鉆孔周邊裂隙形成多方位漏風,由于煤層裂隙通道兩側存在溫度差、能位差,促進了對流傳熱,浮煤氧化后無法散熱,熱量累積提高了周圍煤體溫度,而較高溫度又催化了采空區遺煤氧化,形成惡性循環,最終致使采空區發火。
為了保證1413 工作面采空區滅火工程安全進行,需要在采空區布置走向、傾向相結合的網狀測溫測氣系統,能大范圍、多層次實時監測采空區溫度和氣體體積分數,確定火區大致范圍與變化趨勢,在此基礎上,采取“注氮+調壓+阻漏”抑爆技術,技術路線如圖1。
圖1 技術路線圖Fig.1 Technology roadmap
中興煤業井下束管監測系統利用沿空留巷瓦斯抽采管和施工平行于開切眼埋入采空區測溫與抽氣束管,每隔20 m 放置1 根束管頭與測溫探頭,用于監測采空區溫度和氣體體積分數;從開切眼每個抽采瓦斯管內放置1 根單芯束管與測溫探頭,抽采瓦斯管間距為20 m,形成火區周圍走向與傾向結合的多方位網狀測溫測氣監測系統,束管用φ25~φ50 mm 鋼管加以保護,防止損壞,束管測定由實驗室每3 d 取樣分析,1413 網狀束管監測系統圖如圖2。
圖2 1413 網狀束管監測系統圖Fig.2 Diagram of 1413 mesh beam tube monitoring system
在處理高瓦斯區煤炭自燃過程中,選取φ(O2)≤8%作為火區環境中安全滅火的關鍵指標,由于采空區氣體中檢測到C2H6體積分數為106.2×10-6,將3.75%≤φ(CH4)≤15.45%作為瓦斯爆炸的參考指標[15]。1413 工作面采取注氮惰化火區進行滅火和抑爆,2 臺井下移動制氮機安裝在東軌道大巷,注氮時選取1413 沿空留巷4 個瓦斯抽采預埋孔為注氮點,工作面采空區注氮布置圖如圖3。
圖3 工作面采空區注氮布置圖Fig.3 Nitrogen injection layout in goaf of working face
連續注氮12 h 后,通過束管測得火區周圍φ(O2)<5%,采空區向里10~30 m 范圍內φ(O2)為5%~8%,通過網狀測溫測氣系統選取5 個探頭,注氮惰化后火區由爆炸危險區轉變為貧氧不爆區,處于失爆狀態。注氮前后爆炸三角形分析圖如圖4。
圖4 注氮前后爆炸三角形分析圖Fig.4 Analysis of the explosion triangle before and after nitrogen injection
1413 工作面采取均壓措施以減少采空區漏風,在1413 回風巷處布置調節風門,在1413 進風巷道密閉墻處建立1 個連通管調壓氣室,另外2 個連通管調壓氣室分別布置在1413 工作面和采空區高抽巷封閉口,均壓密閉氣室結構圖如圖5,均壓氣室位置布置圖如圖6。
圖5 均壓密閉氣室結構圖Fig.5 Structure diagram of the equalizing air chamber
圖6 均壓氣室位置布置圖Fig.6 Position layout diagram of equalizing air chamber
通過測壓管測出采空區壓力h3、巷道壓力h2、氣室與采空區壓差h1,通過調壓管盡量使采空區內外壓力相等,即使h3=h2+h1實現均壓。通過“連通管+調節氣室”方法,實現調節氣室密閉墻內外壓差小于15 Pa,大大減小采空區漏風壓差。結合3 個氣室的結果測出工作面能位差為305 Pa,根據瓦斯涌出量計算出材料巷和運輸巷的配風量為539、328 m3/min,通過調節風門改變風量后工作面能位差降至173 Pa,說明工作面的均壓防漏風措施效果明顯。
為了增加漏風風阻,在沿空留巷內靠近1413 側巷壁進行壁面噴漿(水泥砂漿+化學添加劑),噴漿厚度在0.8 m 左右,且清理和噴漿過程中檢測巷道內氣體情況。待采空區留墻噴漿工作完成后通過1413 材料巷密閉措施孔及1413 材料巷留墻預埋孔分別對1413 終采線附近采空區內由里向外進行全面注漿(粉煤灰),工作面噴漿注漿示意圖如圖7。
圖7 工作面噴漿注漿示意圖Fig.7 Sketch map of working face shotcreting
為了進行采空區火源進行撲滅工作,從開切眼向工作面方向260 m 范圍內向采空區注高固水吸能滅火膠體,在留墻埋管上方0.5 m 處施工1 排共13 個高位鉆孔,鉆孔終孔位于距工作面底板上方3.1 m 的垮落帶區域,水平間距20 m;施工第2、第3排鉆孔,每排鉆孔終孔高度向下平移0.6 m,這2 排鉆孔位于遺煤中,注膠鉆孔布置和膠體充填示意圖如圖8。
圖8 注膠鉆孔布置和膠體充填示意圖Fig.8 Schematic diagram of glue injection drilling layout and glue filling
由于垮落矸石與采空區遺煤都比較破碎,每個鉆孔施工完畢后,立即下金屬花管,用注漿泵,通過軟管與鉆孔花管將高效固水強塑性防滅火膠體壓注到著火區域,直到滅火膠體從鉆孔溢出,確保所有煤的孔洞與裂隙都被充填,并有效包裹火源,隔斷著火煤體與O2接觸,通過化學反應、失結晶水和熔化持續著火煤體降溫。
1413 采空區累計注氮量為8.76×106m3、累計注漿量1.24×105m3,通過網狀測溫測氣系統測點測定,采空區內CH4、O2體積分數均不高于5%,CO 體積分數為0,溫度均低于25 ℃,且以上數據已持續1個月以上,火區周圍鉆孔氣體溫度情況分布圖如圖9。
圖9 火區周圍鉆孔氣體溫度情況分布圖Fig.9 Distribution of borehole gas temperature around the fire area
1)針對瓦斯環境下火區治理問題,布置了網狀測溫測氣系統,結合走向和傾向實時監測不同深度下采空區的溫度和氣體體積分數變化情況,擴大了監控范圍,提高了監測密度;提出了“注氮+調壓+阻漏”綜合降氧抑爆措施,以及高位鉆孔注膠降溫防滅火技術,較好完成了工作面停采期間在瓦斯環境下采空區先抑爆后滅火工作,杜絕了瓦斯與火共存復合災害的出現。
2)實施上述技術措施后,1413 工作面沒有再次出現瓦斯超限或熄滅火區復燃事故,停采的鄰近工作面也恢復正常回采,避免了礦井接替計劃的變更和沿空留巷及其它巷道的維護問題。