王 洋,董小明,吳建賓,吳明明,郭睿智
(1.西安科技大學 安全科學與工程學院,陜西 西安 710054;2.貴州安晟能源有限公司,貴州 貴陽 550000;3.兗州煤業鄂爾多斯能化有限公司,內蒙古 鄂爾多斯 017010;4.鄂爾多斯市營盤壕煤炭有限公司,內蒙古 鄂爾多斯 017300)
留設窄煤柱沿空掘巷已成為一種提高煤炭回收率的有效開采方式[1]。但沿空掘巷會破壞煤體原始應力初始平衡狀態,使煤柱破壞產生裂隙,導致漏風通道增多,加大沿空側采空區遺煤自燃的危險性[2-3]。學者們針對采空區煤自燃危險性做了大量研究。牛闊、程衛民等[4-5]研究了采空區流場立體分布規律,以O2體積分數為指標劃分了采空區遺煤自燃危險區域;褚廷湘、李品等[6-7]得到由于工作面推進初期的采空區氧化帶范圍不斷變化,推進后期氧化帶范圍趨于穩定;文虎等[8-9]建立了高地溫綜放工作面沿空留巷煤自燃多物理場耦合動態模型,研究了采空區氧氣濃度場及漏風流場;蒯多磊等[10]采用煤柱測溫、位能測定等方法對五溝礦沿空掘巷煤柱和沿空側采空區進行了研究,得到煤柱完整性是導致采空區漏風和遺煤自燃的主要原因;魯義等[11]采用Fluent模擬研究了受壓小煤柱易自燃區域,得出小煤柱沿空側采空區25~75 m為煤自燃氧化帶。綜上,以營盤壕煤礦2202綜采工作面和2201采空區為研究對象,分析采空區遺煤自燃極限參數,提出沿空側采空區煤自燃危險區域的判別條件;采用Fluent模擬研究2202工作面回采過程中2201采空區的氧氣體積分數分布規律,確定沿空側2201采空區煤自燃危險區域,最后提出以控制漏風為主的沿空側采空區煤自燃防治方法。
營盤壕煤礦煤自燃傾向性為Ⅰ類容易自燃煤層,最短自然發火期為47 d。2201工作面底板平均標高為524.1 m,工作面長300 m,推進長度2 556 m,平均煤層厚度為6.40 m。2201采空區北側為2202工作面,2202工作面平均煤層厚度為6.30 m,煤層傾角為3°。2202工作面輔運巷與2201采空區運輸巷留有約5 m的保護煤柱。隨著2202工作面采動影響,容易導致煤柱被壓裂產生漏風通道,增加了沿空側2201采空區遺煤自燃的可能性。工作面位置布置關系圖如圖1。
圖1 工作面位置布置關系圖Fig.1 Position layout diagram of working face
通過保護煤柱向2201采空區施工若干個鉆孔,在距離開切眼和停采線處各施工1個間隔20 m的鉆孔,其余鉆孔分別間隔50 m。鉆孔距底板高度為1 m,鉆孔深度為6 m,直徑為65 mm,從開切眼處到停采線對鉆孔進行編號,共計50個,測點布置如圖2。鉆孔內使用φ50 mm鋼管以保護束管與溫度探頭,測點剖面圖如圖3。
圖2 測點布置圖Fig.2 Layout of measuring points
圖3 測點剖面圖Fig.3 Sectional view of measuring points
通過溫度儀采集記錄鉆孔內的溫度數據,同時,采用負壓抽氣泵連續2 min預抽取排出鉆孔內的殘余氣體,再將隨后抽取的氣體收集于氣袋中,送至地面利用氣相色譜儀檢測氣體組分及體積分數。
根據2202工作面的現場工作安排,選取2202工作面在不同回采階段的測點數據進行分析。分別選取2019-04-13—2019-05-09的2202工作面回采期間的22、24、27測點的數據以及2019-11-21—2019-12-18的2202工作面停采前的42、44、46測點的數據,監測數據分布圖如圖4。
圖4 監測數據分布圖Fig.4 Distribution diagrams of monitoring data
在鉆孔監測期間,測點CO體積分數均小于1.6×10-5,CO2體積分數分布在1.7%~2.5%,未出現CH4、C2H4和C2H6等氣體。
由圖4可知,測點氧氣體積分數普遍較低,少部分測點在短時間內氧氣體積分數較高。在2202工作面回采期間,氧氣體積分數分布在10.1%~13.8%之間,溫度在27~35℃之間波動上升,最高溫度不超過35℃。在2202工作面停采前,測點氧氣體積分數在10.3%~15%范圍內波動幅度較大,最高溫度不超過36℃。由于煤柱受外界應力破壞后出現大量裂隙形成漏風通道,導致2201采空區內部氧氣體積分數較高。同時,2201采空區內遺煤緩慢氧化產生熱量導致測點溫度緩慢升高。
采用單個指標劃分對沿空側采空區煤自燃危險區域劃分缺乏準確性,需要綜合考慮以下因素:氧氣體積分數、浮煤厚度、溫升速率和最短自然發火期等。
采用西安科技大學自主研發的煤自然發火試驗臺(XK-Ⅶ型),將破碎后的1 766 kg煤樣裝入實驗爐,待爐內通氣穩定后進行煤自然升溫實驗。煤樣溫度從33.7℃升至170℃,觀測煤樣在氧化升溫過程中溫度分布情況,分析氣體組分變化規律,計算煤自燃特性參數。
最小浮煤厚度hmin和下限氧體積分數Cmin是采空區內遺煤發生自燃的2個關鍵參數,其計算過程分別如式(1)和式(2)[12]:
式中:Tm為遺煤溫度,℃;Tˉm為遺煤平均溫度,℃;Ty為巖層溫度,℃;Tg為風流溫度,℃;λe為煤樣的等效導熱系數,J/(g·s·℃);cg為風流比熱容,J/(g·℃);ρg為風流密度,g/cm3;為漏風強度,cm/s為新鮮風流氧氣體積分數,%;為氧氣體積分數為時對應溫度的放熱強度,J/(cm3·s);h為浮煤的厚度,cm;x為沿空側采空區內部距離巷道的距離,cm。
圍巖溫度取25℃,松散煤體導熱系數為0.844 7×10-3J/(cm·s·℃),代入相應公式計算得出2201采空區遺煤下限氧氣體積分數、上限漏風強度。不同浮煤厚度時的下限氧體積分數和上限漏風強度見表1,不同漏風強度時的極限浮煤厚度見表2。
表1 不同浮煤厚度時的下限氧體積分數和上限漏風強度Table 1 Lower limit oxygen volume fraction and upper limit air leakage intensity under different floating coal thickness
表2 不同漏風強度時的極限浮煤厚度Table 2 The ultimate floating coal thickness at different air leakage intensities
沿空側采空區遺煤能夠自燃其所處環境應滿足如下條件[13]:
1)(h>hmin)∩(C>Cmin),即沿空側采空區浮煤厚度h大于極限浮煤厚度hmin、氧氣體積分數C不低于下限氧體積分數Cmin。
2)在滿足條件1)的基礎下這種狀態維持的時間T長于煤最短自然發火期Tmin,T>Tmin。
3)煤體溫升速率不小于1°C/d。
根據多孔介質傳質學的理論,采空區內氧氣的質量平衡方程為[14-15]:
式中:Qx、Qy、Qz為x、y、z方向上的漏風強度分量,m/s;Dx、Dy、Dz為x、y、z方向上的氧氣擴散系數,m2/s;V(T)為某一時刻的耗氧速率,mol/(cm3·s);V0(T)為新鮮風流中的耗氧速率,mol/(cm3·s);C為某一時刻的氧氣體積分數,%;C0為空氣中的氧氣體積分數,%。
設2202工作面長度為300 m,寬度為10 m,高度為6 m,采空區長度為300 m,進、回風巷的高為5 m,寬為5 m。在2202工作面回采和停采前,2201采空區長度為600 m,寬度為300 m,采用負壓通風方式。2201和2202工作面采空區平均遺煤厚度為1.05 m,煤炭采出率為86%。沿空側采空區三維計算模型如圖5。
圖5 沿空側采空區三維計算模型Fig.5 Three-dimensional calculation model of the adjacent goaf
為了便于數值模擬計算,做出假設:松散煤體及采空區遺煤為均勻的、各向同性的多孔介質,采空區漏風風流僅在破碎的煤巖體內流動,模型部分參數見表3[16-18]。
表3 模型部分參數Table 3 Some parameters of the model
沿空側采空區模擬結果如圖6。
圖6 沿空側采空區模擬結果云圖Fig.6 Cloud diagram of the simulation results in the adjacent goaf
選取工作面回采時期的22#、24#、27#和停采前的42#、44#、46#鉆孔數據與沿空側采空區數值模擬結果進行對比,數值模擬得到的氧氣體積分數數值略高于現場監測氧氣體積分數,其相對誤差分別約為3.8%和4.2%,模擬結果與監測數據基本一致,證明了數值模型的可靠性。
由圖6可知,2202工作面回采期間,回風隅角與沿空側采空區交匯位置處的氧氣體積分數較高,沿空側采空區內氧氣體積分數隨采空區深度增加而遞減,這是由于漏風風流在采空區內遇遺煤發生氧化反應逐漸消耗氧氣,導致氧氣體積分數逐漸減小;2202工作面停采前,回風隅角與沿空側采空區位置交匯處的氧氣體積分數仍然較高,且影響區域較回采期間的范圍有所擴大,這是由于此時的保護煤柱逐漸減少導致應力集中明顯,破碎程度加劇,漏風裂隙增多。
在2202正常回采期間,沿空側2201采空區沿保護煤柱內側的氧氣體積分數較大。在高度為1 m的切面上,2201采空區氧氣體積分數沿采空區深部呈擴散狀態,沿空側采空區沿保護煤柱內側最遠55 m范圍內氧氣體積分數高于8%;高度為3 m的切面上,氧氣沿采空區擴散明顯,氧氣體積分數區域的面積增大;高度為5 m的切面上,氧氣沿采空區深部擴散更加明顯。隨著工作面回采,保護煤柱的裂隙多增加于煤柱上部,煤柱上部區域漏風通道較下部增多。
在2202工作面停采前,高度為1 m的切面上,沿空側2201采空區沿保護煤柱內側的氧氣體積分數較大。此時的工作面距離停采線只有300 m的距離,在2201采空區的停采線附近形成了低氧區域。沿空側采空區沿保護煤柱內側最遠42 m范圍內氧氣體積分數高于8%;高度為3 m的切面上,氧氣體積分數分布區域的面積增大。在高度為5 m的切面上,氧氣沿采空區深部擴散更加突出,回風隅角與沿空側采空區交匯位置處的氧氣體積分數高達20%。
通過CFD-Post后處理軟件導出的2201采空區沿保護煤柱內側高1 m直線上的氧氣體積分數示意圖如圖7。
圖7 2201采空區沿保護煤柱內側高1 m直線上的氧氣體積分數示意圖Fig.7 Schematic diagram of the oxygen volume fraction along the straight line with a height of 1 m inside the protective coal pillar in the 2201 goaf
根據煤自燃危險區域判別條件,沿空側采空區內部氧氣體積分數介于8%~18%,屬于煤自燃危險區域[19-20]。從圖7可以看出,營盤壕煤礦2202工作面回采過程中,2202工作面前部45 m至后部119 m寬55 m靠近煤柱側的狹長區域,該區域氧氣體積分數介于8%~15%之間,屬于沿空側采空區煤自燃危險區域。營盤壕煤礦2202工作面停采前,2202工作面前部63 m至后部107 m寬42 m靠近煤柱側的狹長區域,該氧氣體積分數介于8%~16%之間,屬于沿空側采空區煤自燃危險區域。
針對于沿空側采空區煤自燃危險區域,2202工作面回采期間和停采前,需要對沿空側采空區進行超前處理,降低其遺煤自燃的危險性。主要采取控制漏風技術防治沿空側采空區遺煤自燃,采用對沿空側采空區分段注凝膠高分子材料,阻斷漏風通道,降低沿空側采空區漏風量。同時,通過對沿空側巷道半斷面噴漿,進風隅角增設擋風簾等措施,減少向本面及沿空側采空區的漏風量,最終減小沿空側采空區漏風影響區域。
1)2202工作面回采時期,沿空側采空區測點氧氣體積分數在10.1%~13.8%范圍內,最高溫度不超過35°C。工作面停采前,測點氧氣體積分數波動幅度較大且主要在10.3%~15%之間,最高溫度不超過36°C。
2)沿空掘巷工作面回風隅角與沿空側采空區位置交匯處氧氣體積分數較高,且影響區域范圍逐漸增大,同時沿空側采空區氧氣體積分數隨著切面高度的增加而升高。
3)回采期間,沿空側采空區煤自燃危險區域為2202工作面前部45 m至后部119 m寬55 m靠近煤柱側的狹長區域;停采前,沿空側采空區煤自燃危險區域為2202工作面前部63 m至后部107 m寬42 m靠近煤柱側的狹長區域。