武澤偉,吳 康,李 洋,梁 然,左學海
(山西大同大學 煤炭工程學院,山西 大同 037000)
左云東古城煤礦Z109綜采工作面位置于22號煤層中,煤層厚,賦存穩定。22號煤層的平均厚度為17.27 m,含3~9層夾矸,結構較為復雜。其中回采面的最大絕對瓦斯涌出量為0.79 m3/min,掘進面的最大絕對瓦斯涌出量為0.11 m3/min,礦井絕對瓦斯涌出量為1.04 m3/min,相對瓦斯涌出量為0.6 m3/t,22號煤層的揮發性為39.26%,火焰長度大于400 mm,煤層具有煤塵爆炸性,煤的吸氧量為0.68 cm3/g,自燃傾向等級為Ⅱ類,為自燃傾向類煤層。
此次開展的實驗采用的是東古城煤礦22號煤層Z109綜采工作面的煤樣。通過煤的工業性分析得出鑒定結果見表1.最終結果顯示,Z109綜采工作面自燃傾向性等級為Ⅱ類,自燃傾向為易自燃。

表1 煤樣的工業性分析結果

表2 實驗煤樣升溫氧化過程中氣體體積分數
本次氧化升溫實驗采用的煤樣是山西焦煤東古城煤礦22號煤層Z109綜采工作面,實驗的儀器主要有程序升溫爐,氣路系統,絕熱罐,溫控裝置和氣相色譜儀等部分組成。實驗的原理為模擬煤的自燃氧化過程,以礦井初始溫度為15~30 ℃加入空氣,在試驗過程中會生成一氧化碳、二氧化碳、甲烷等產物,對它們的體積分數和變化規律進行相關分析,得出煤的臨界和干裂溫度進而得出煤的標志性氣體測試出煤的自然發火期[6]。實驗裝置圖如圖1所示。

圖1 絕熱氧化反應裝置
實驗開始前先將煤樣表面上的氧化層打磨干凈,然后碎成小煤塊,在利用碎煤機對它進行碎煤,篩選出大小粒徑為80~120目的煤樣[7]。取50 g放入程序升溫爐內進行加熱,設定氣體流量為100 mL/min,下表為煤樣氧化升溫過程中各氣體濃度的變化,臨界溫度為171 ℃.
在煤樣的比熱測定中,根據對不同溫度的條件下煤樣的比熱進行DSC實驗分析測試得出實驗室試驗的結果見表3.

表3 不同溫度條件下的煤樣比熱容
2.4.1 指標氣體
所謂指標氣體就是指在煤的低溫氧化過程中生成的能夠預報煤能否發生自燃的氣體[8]。煤在熱解時會產生多種氣體,一些氣體產生的最低溫度,生成量和煤溫和煤質有著密切的關系。圖2和圖3分別是CO、CO2以及烴類氣體變化趨勢圖。
PPP投資型項目是指社會資本與政府相互合作進行項目建設的模式。通過該模式的應用,能有效緩解政府巨大的財政壓力,有利于加快基礎設施建設進程,降低項目建設風險,減少社會閑散資本,實現對資金科學合理利用[1]。同時,為促進該模式有效發揮作用,加強PPP投資型項目管理是必要的,它具有重要作用。

圖2 CO、CO2變化趨勢

圖3 烴類氣體變化趨勢
由表2和圖2、圖3可以看出:煤的升溫氧化氣體產物的生成規律,CO在溫度為50 ℃的時候出現,其在溫度低時生成量較小,在100 ℃以后CO的溫升率急速增加,表明煤在這個時候已經迅速氧化,CO在這個過程中出現最早,體積分數變化率大,與溫度的關系比較明顯,故選CO成為早期煤炭自然發火的預報預警氣體。C2H4、C2H6、C3H8的體積分數隨著溫度的升高而逐漸增大,C2H6在87 ℃開始出現,C2H4、C3H8的出現對應的溫度已經超過100 ℃,說明煤與氧氣發生自燃已進入到了加速階段。C2H2的生成在225 ℃,此時煤炭已經入激烈的氧化階段。
2.4.2 煤層最短自然發火期結果
在絕熱情況下,煤氧化過程釋放的熱量用于水分的蒸發,煤樣的加熱,使煤從常溫變為交叉溫度的稱為最短自然發火期,計算最短自然發火期的模型見公式(1):
(1)

其中煤樣在不同溫度下的瓦斯吸附量按照公式(2)計算:
(2)

在不同的溫度下,煤樣的放熱速率也是不同的,放熱速率的公式見式(3):

(3)

根據上述的計算模型,將溫度節點的各個參數代入上述分段計算,得出由初始溫度到臨界溫度每個階段所需要的時間,再將其求和,最終得出煤的最短自然發火期[9]。解算得到的自然發火期如表4所示,由于在井下生產過程中影響煤自燃的因素是非常多的,例如煤的濕潤度、通風方式以及煤的堆積狀態等,為了貼近煤礦的實際情況,在本次實驗的基礎上加入修正系數,經過修正系數的加入得出一個比較合理的,符合實際情況的天數。例如,山西煤炭進出口集團左云東古城煤業有限公司22號煤層修正系數為1.2,最終得到,22號煤層最短自然發火期=(11.12+20.18+11.01+12.29+4.92+3.43+2.21+1.21+0.4+0.19)×1.2≈80 d.

表4 實驗煤樣最短自然發火期計算
現場測試的方法主要有三種,指標氣體分析法、測溫法、示蹤氣體法。最有效的方法是利用采空區氧氣體積分數的劃分方法,因此使用氧氣體積分數為主,其他手段為輔[10]。采空區劃分“三帶”的標準見表5.

表5 采空區“三帶”劃分指標氣體分析標準
在Z109工作面運輸巷和回風巷布設4根束管和2趟熱電偶,測點編號依次為1'、2'、3'、4',如圖4所示。Z109工作面布置圖,由于采空區冒落的煤巖會壓壞束管和熱電偶,故將它們放入無縫保護鋼管中進行保護,兩側的束管末端相互間隔為20 m.隨著工作面的推進,測試出采集氣體成分,根據Z109工作面的推進情況,每間隔1~2 d采集一次氣體,記錄成分,主要測試氧氣和一氧化碳的體積分數,并且記錄上束管測點和工作面的位置、日推近距離。在這些測點中,當氧氣體積分數低于10%時就可以停止該點的測試工作,測試時間近2個月。

圖4 測點布置示意
因為現場勘測情況復雜的原因,在這次的測試中,2號和4號測試點的氧氣體積分數基本保持不變,導致這樣結果的原因可能是束管有斷裂情況的發生[11]。2號和4號測點的一氧化碳的體積分數幾乎為0,因此不再做出記錄,1號和3號測點的氧氣體積分數見表6.根據所測得的數據,繪制出1號和2號測點氧氣的體積分數與工作面推進距離的關系見圖5.

圖5 氧氣體積分數變化曲線圖

表6 Z109工作面1號和3號測點氧氣體積分數

表7 采空區“三帶”劃分測定
由圖5分析可得,氧氣體積分數大致的趨勢為逐漸遞減,一開始1號測點和3號測點的氧氣體積分數在20.55%~21.78%,結束測量之后每個測點幾乎都在采空區的深部,氧氣體積分數保持在5%.其中1號測點在距離工作面31 m時,氧氣的體積分數下降到了17.32%,在距離工作面74.5 m時,氧氣的體積分數下降到7.63%;3號測點在距離工作面35.9 m時,氧氣的體積分數為17.65%,在距離工作面69 m時,氧氣的體積分數下降到9.52%,從圖5中看出,3號測點的斜率更大,表明該測點的氧氣體積分數下降更快。
分析對比各測點氧氣體積分數,考慮各種礦井的影響因素,利用氧氣體積分數指標法結合表5劃分采空區“三帶”范圍,因此最終得到進風巷側的散熱帶寬度為31 m,自燃帶寬度為43.5 m,窒息帶大于74.5 m;回風巷側的散熱帶寬度為35.9 m,自燃帶寬度為33.1 m,窒息帶大于69 m.綜上,散熱帶范圍為31~35.9 m,自燃帶范圍為33.1~43.5 m,窒息帶范圍為69~74.5 m,存在著進風巷的一側自燃帶寬度大于回風巷情況[12-13]。
綜上分析可得,Z109工作面氧化升溫帶的最大寬度為43.5 m,最短自然發火期為80 d,因此根據式(4)計算出工作面的最小安全推進速度。
Vmin=Lmax/τ
(4)
式中,Vmin為最小安全推進距離,m/d;Lmax為工作面氧化升溫帶的最大寬度,m;τ為最短自然發火期,d.
將所得的數據代入上述公式中,計算得最小安全推進速度,這說明如果工作面日推進量大于0.54 m時,采空區發生自燃發火的危險性很小;如果工作面在80 d的平均推進量小于0.54 m,采空區將會有遺煤自燃的風險。
在東古城煤礦Z109工作面1號和3號測點進行測量中,有效數據天數為15 d,工作面累計推進距離74.5 m,則工作面正常日平均推進速度為大于最小安全推進速度,故在正常情況下,采空區是不會發生遺煤自燃的情況。
1) 通過煤樣的氧化升溫實驗,可以得出東古城煤礦Z109工作面的主要指標氣體為CO,輔助指標氣體為C2H4,C2H6,當出現它們時,說明以達到高溫狀態。
2) 基于計算數學模型得出最短自然發火期為80 d,但在實際的礦井中自然發火期還受開采方法等各種因素的影響,所以還要結合實際情況考慮。
3) 對Z109綜采工作面進行氧氣體積分數的測定,并且進行采空區“三帶”范圍劃分,散熱帶范圍為31~35.9 m, 氧化自燃帶范圍為33.1~43.5 m,窒息帶范圍為69~74.5 m.
4) 根據劃分出的Z109工作面采空區“三帶”范圍,計算出最小日推進安全速度為0.54 m/d,與實際日推進速度作對比,得出采空區不會發生遺煤自燃。