趙亞明,楊 偉,陳 洋
(1.中煤科工集團(tuán)沈陽研究院有限公司,遼寧 撫順 113122;2.煤礦安全技術(shù)國家重點實驗室,遼寧 撫順 113122;3.國能新疆寬溝礦業(yè)有限責(zé)任公司,新疆 昌吉 831100)
2020 年度新疆原煤產(chǎn)量占全國產(chǎn)量的7%,為區(qū)域經(jīng)濟(jì)發(fā)展做出了重要貢獻(xiàn),但新疆地區(qū)煤炭存在低變質(zhì)煤炭資源蘊藏量大,開采煤層變質(zhì)程度低,煤層自然發(fā)火期短的特點[1-3]。許多綜放工作面進(jìn)入末采期后推進(jìn)速度減緩,再加上回撤過程中面臨綜放開采設(shè)備搬運困難的不利條件,造成工作面回撤周期長,超過了煤層的最短自然發(fā)火期,致使煤自然發(fā)火危險性增大[4-7]。
特別是,近年來隨著開采深度的加大,礦井沖擊地壓問題日益嚴(yán)重,為解決這一問題通常采用超前預(yù)裂爆破手段,在此影響下巷道松動圈范圍擴(kuò)大,進(jìn)一步增加了采空區(qū)漏風(fēng),同時也加強(qiáng)了煤層的氧化能力,伴隨著沖擊地壓與火等災(zāi)害的耦合,使得煤礦安全生產(chǎn)形勢更為嚴(yán)峻[8-10]。因此,有必要針對沖擊地壓條件下易自燃厚煤層工作面回撤期間防滅火技術(shù)進(jìn)行研究,防患于未“燃”,達(dá)到回撤期間采空區(qū)煤自燃防治的目的。
寬溝煤礦屬于沖擊地壓礦井,于2010 年10 月發(fā)生了新疆地區(qū)第1 起沖擊地壓災(zāi)害事故,在此之后,通過幾年的防沖實踐,形成了“六位一體”的防沖體系。寬溝煤礦I010202 回撤工作面可采走向長度1 469 m,傾斜長度192 m,所采的B2 煤層為容易自燃煤層,厚度為9.5 m,煤層傾角為12°~14°,最短自然發(fā)火期為52 d,工作面采放比為1∶1.97,設(shè)計風(fēng)量為1 169 m3/min,采用上行通風(fēng)?;爻饭ぷ髅嫔喜繛镋114(2)2 采空區(qū)、I0104206 采空區(qū)和I0104208采空區(qū),北部15 m 為I010206 備采面。I010202 回撤工作面相對位置關(guān)系圖如圖1。
寬溝煤礦沖擊地壓類型主要為工作面堅硬頂板型沖擊地壓和巷道應(yīng)力疊加型沖擊地壓。針對2 種類型沖擊地壓的防治措施如下:
1)針對工作面堅硬頂板型沖擊地壓,采取超前預(yù)裂爆破和全斷面強(qiáng)制放頂措施,使煤體發(fā)生塑性破壞,消耗煤體積聚的彈性勢能。
2)針對巷道應(yīng)力疊加型沖擊地壓,采取以大孔徑卸壓為主、煤體卸壓爆破為輔,并結(jié)合加強(qiáng)支護(hù)的方式進(jìn)行防治。
受沖擊地壓影響,在工作面正常回采及末采期間,工作面前方煤體在應(yīng)力集中作用下易產(chǎn)生裂隙,再加上超前預(yù)裂爆破的影響,使裂隙更加發(fā)育,提供了良好的供氧條件,為日常防滅火工作帶來不利影響;工作面進(jìn)入撤架時期后,工作面前方及支架上方煤體長期處于漏風(fēng)供氧狀態(tài),隨著應(yīng)力的不斷顯現(xiàn),破碎煤體有大粒徑向小粒徑演變的趨勢,在適宜的條件下極易發(fā)生自燃,嚴(yán)重威脅井下的安全作業(yè)[11]。
寬溝煤礦采用鉆孔窺視儀對沖擊地壓影響下的頂板巖層破碎區(qū)進(jìn)行了現(xiàn)場觀測,可以判斷巷道松動圈破碎區(qū)厚度為10 m,I010202 工作面頂板不同鉆孔深度下窺視結(jié)果如圖2。
1)工作面進(jìn)入礦務(wù)工程施工時期,由于不再放頂煤,采空區(qū)遺煤量大增。隨著錨桿、錨網(wǎng)的鋪設(shè),頂板不易垮冒,采空區(qū)漏風(fēng)量將增大,這一時期自燃的高危區(qū)域主要是采空區(qū)氧化帶與窒息帶交界位置,尤其是該區(qū)域附近的上下煤柱線出現(xiàn)自然發(fā)火的機(jī)率更大。
2)前后刮板輸送機(jī)及轉(zhuǎn)載機(jī)等設(shè)備回收時期,由于不再生產(chǎn)推進(jìn),工作面風(fēng)量調(diào)低,采空區(qū)瓦斯抽采量也將下降,故漏入采空區(qū)的風(fēng)量將下降,將導(dǎo)致采空區(qū)散熱帶、氧化帶范圍都將縮小。
3)液壓支架回收時期,隨著支架的抽出頂板垮冒,從而導(dǎo)致工作面的進(jìn)、回風(fēng)巷之間不再形成暢通的通風(fēng)回路,在此階段將封閉進(jìn)風(fēng)巷,改為局部通風(fēng)系統(tǒng),通風(fēng)風(fēng)量將進(jìn)一步下降,瓦斯抽采量也將下降,此時期發(fā)生自燃的高危區(qū)域主要有:①架后采空區(qū)氧化帶區(qū)域,尤其是工作面傾斜方向的中上部區(qū)域;②支架上部的破碎煤體;③工作面隨支架抽出垮冒的破碎煤體;④回風(fēng)巷道與工作面三角區(qū)。
在工作面回撤時期,采空區(qū)氧化帶內(nèi)遺煤氧化的時間由開采設(shè)備回撤時長決定,若回撤周期超過煤自然發(fā)火期,則氧化帶內(nèi)煤體發(fā)火的機(jī)率大幅上升。通過構(gòu)建“控風(fēng)-降氧-抑溫”的技術(shù)體系,可最大限度調(diào)控氧化帶寬度,控制氧化帶內(nèi)破碎煤體的溫度,以此來破壞遺煤的蓄熱升溫環(huán)境,從而在回撤時期使其不發(fā)生煤自燃[12-14]。
3.1.1 寬溝煤礦井下漏風(fēng)形式
I010202 工作面末采回撤期間,受工作面采動、超前預(yù)裂爆破及拉架影響,上部采空區(qū)密閉及防火墻等受礦壓及客觀地質(zhì)條件作用,不斷產(chǎn)生裂隙,上下采空區(qū)以及地表之間形成復(fù)雜的角聯(lián)漏風(fēng)形式,采空區(qū)角聯(lián)漏風(fēng)示意圖如圖3。
由于漏風(fēng)通道是不斷發(fā)展變化的,即角聯(lián)分支不是固定的,無法通過簡單調(diào)控井下通風(fēng)系統(tǒng)阻力的方式來杜絕漏風(fēng),且不斷發(fā)展的地表裂隙、煤層間采動裂隙是無法通過填堵方法徹底解決,故受礦井開采及回撤拉架影響,漏風(fēng)一旦形成,無法消除只能減弱。
3.1.2 地面裂隙封堵
由于寬溝煤礦對應(yīng)地表為山地,起伏大,黃土覆蓋層少,回撤期間每3 d 組織1 次人員及工程機(jī)械到工作面對應(yīng)地表進(jìn)行大面積回填作業(yè),裂隙回填后進(jìn)行人工搗實,預(yù)防二次開裂,回撤期間地表裂隙回填累計使用黃土2.2 萬m3。經(jīng)地表裂隙回填后,采空區(qū)保壓能力得到了顯著提高,取得了良好的堵漏效果。
3.1.3 多層采空區(qū)密閉調(diào)壓氣室堵漏
調(diào)壓氣室堵漏原理:通過在漏風(fēng)密閉處設(shè)置調(diào)壓氣室來平衡漏風(fēng)壓差,并用氮氣代替漏風(fēng),徹底斷絕多層采空區(qū)的密閉漏風(fēng)供氧,從而消除密閉漏風(fēng)源和匯,減少漏風(fēng)角聯(lián)分支,限制漏風(fēng)區(qū)域。
具體方式是:①選擇I010202 回撤面上部內(nèi)外壓差為-30 Pa 的I0104206 工作面回風(fēng)巷密閉作為對象,在該密閉外3 m 處構(gòu)筑1 道0.5 m 厚磚石永久密閉,形成調(diào)壓氣室;②從氣室引出2 路?108 mm 管路:1 路與U 型水柱壓差計連接,觀測氣室內(nèi)的壓力情況,另1 路與?108 mm 注氮主管路連接,可通過蝶閥控制注氮流量;③根據(jù)式(1)計算出調(diào)壓氣室的注氮流量約41 m3/h,實際選擇注氮流量為48 m3/h,就可達(dá)到維持調(diào)壓氣室微正壓的要求。調(diào)壓氣室注氮流量可采用下式進(jìn)行計算:
式中:q 為調(diào)壓氣室注氮流量,m3/h;r 為密閉周界,m;△h 為密閉外側(cè)U 型水柱計壓差,Pa;D 為密閉墻墻體厚度,m;K 為風(fēng)流的滲透系數(shù),取0.001 2。
3.1.4 采動裂隙“O”形圈主要漏風(fēng)通道封堵
在工作面回撤時期,工作面向采空區(qū)的主要漏風(fēng)通道主要是上下端頭和支架上部的破碎煤體,可采取以下措施封堵:
1)在I010202 工作面鋪網(wǎng)的同時,內(nèi)夾1 層風(fēng)障布,風(fēng)障布長度為198 m(工作面傾向長192 m),寬度為6 m 左右,覆蓋整個支架架頂區(qū)域,并在風(fēng)障布表面噴涂堵漏材料。
2)工作面末采推進(jìn)過程中,按照10 m 的開采間距在工作面上下端頭,構(gòu)筑厚度為2 m 的煤袋擋風(fēng)墻,接幫接頂。
3)工作面到達(dá)終采線后,為進(jìn)一步加強(qiáng)堵漏效果,另在下端頭前20 副支架放煤窗與底板空隙間填上沙袋,并與下端頭的風(fēng)障布墻接實。
3.1.5 礦井通風(fēng)系統(tǒng)調(diào)壓
1)從工作面鋪網(wǎng)開始逐步下調(diào)瓦斯抽采量,開始設(shè)備回撤后停止瓦斯抽采,主要以風(fēng)排控制工作面瓦斯。
2)到終采線后,將工作面風(fēng)量從1 016 m3/min降低至508 m3/min,設(shè)備開始回撤后風(fēng)量繼續(xù)下調(diào)至409 m3/min,并通過縮小回風(fēng)斷面,提高采空區(qū)注氮流量的方法,將采空區(qū)與回撤通道的風(fēng)壓差始終保持在10~30 Pa 之間,在整個設(shè)備回撤階段,基本維持此壓力差不變,進(jìn)一步減小了漏風(fēng)壓能差,降低了架后氧化帶內(nèi)O2體積分?jǐn)?shù)。
對于I010202 回撤面采空區(qū),其氧化帶是無法消除的,可通過調(diào)節(jié)采空區(qū)注氮口位置和注氮流量來進(jìn)行精確調(diào)控氧化帶寬度。為盡可能降低采空區(qū)氧化帶寬度,特采用全斷面帷幕注氮方式,全斷面帷幕注氮工藝示意圖如圖4。
圖4 全斷面帷幕注氮工藝示意圖Fig.4 Schematic diagram of full section curtain nitrogen injection process
3.2.1 關(guān)鍵參數(shù)
采空區(qū)全斷面帷幕注氮工藝的關(guān)鍵包括氮氣擴(kuò)散半徑、全斷面注氮管路數(shù)量、氮氣釋放孔組數(shù)、氮氣釋放單元孔4 個主要參數(shù)。具體計算方法如下:
1)氮氣擴(kuò)散半徑。在以往的工程實踐中,采空區(qū)氮氣擴(kuò)散半徑可用下式計算:
式中:RN為氮氣擴(kuò)散半徑,m;L0為未注氮時的散熱帶或氧化帶位置,m;LN為某一注氮流量下散熱帶或氧化帶位置,m。
2)采空區(qū)氮氣管路布設(shè)數(shù)量。采空區(qū)氮氣管路排距以2 倍氮氣擴(kuò)散半徑為宜,按下式進(jìn)行計算:
式中:nN為采空區(qū)注氮管布設(shè)數(shù)量,排;Lmax為回撤面采空區(qū)氧化帶最大寬度,m。
3)氮氣釋放孔組數(shù)。單根帷幕注氮管路上的氮氣釋放孔組數(shù)需綜合考慮工作面傾向長度和氮氣擴(kuò)散半徑等因素,可采用下式計算:
式中:nz為氮氣釋放孔組數(shù)量,組;Lw為工作面傾向長度,m;k 為安全系數(shù),取1.2。
4)氮氣釋放單元孔。由于全斷面注氮管路直接鋪設(shè)在工作面煤層底板上,為了保證氮氣可以釋放出去,則氮氣管路每組氮氣釋放孔組需包含4 個單元孔,各單元孔呈90°角均勻分布在管壁周身,孔徑為2 cm。
3.2.2 采空區(qū)全斷面帷幕注氮工藝
考慮到I010202 綜放工作面在回采期間,分別進(jìn)行了未注氮和700 m3/h 注氮條件下的采空區(qū)自燃“三帶”測定,具體為:未注氮條件下回風(fēng)側(cè)散熱帶與氧化帶的邊界為架后38 m,注氮條件下為架后29 m,同時測得注氮條件下氧化帶最大寬度為27 m,經(jīng)式(2)~式(4)計算可得:采空區(qū)氮氣擴(kuò)散半徑為9 m,回撤面采空區(qū)全斷面氮氣管路布設(shè)數(shù)量為2 排,每路氮氣釋放孔組數(shù)最少為14 組,即間隔14 m 等間距布置1 組,氮氣釋放單元孔徑為2 cm。
按照帷幕注氮工藝要求,I010202 回撤面預(yù)先分別在停采位置架后10、25 m 位置鋪設(shè)?80 mm 全斷面帷幕注氮管路,注氮流量控制在700 m3/h。
經(jīng)采取全斷面帷幕注氮措施后,已將采空區(qū)氧化帶寬度壓縮至最小,但為保證綜放面設(shè)備回撤時期的絕對安全,需將氧化帶內(nèi)煤體的升溫信息及時反饋出來,并根據(jù)采空區(qū)遺煤賦存條件有針對性地向架后分區(qū)域灌漿和鉆孔注漿,從而控制氧化帶范圍內(nèi)全部破碎煤體的溫度,阻斷煤體的自燃升溫過程。
3.3.1 技術(shù)要求及采空區(qū)鉑電阻測溫
在從末采鋪網(wǎng)開始至工作面永久封閉的整個時間段內(nèi),當(dāng)采空區(qū)氧化帶內(nèi)遺煤氧化時間達(dá)到煤層最短自然發(fā)火期的一半時間,或架后煤溫達(dá)到25 ℃時,必須開始控制氧化帶內(nèi)煤溫,使架后煤溫不超過30 ℃、采空區(qū)出水溫度不超過25 ℃。
為準(zhǔn)確掌握采空區(qū)遺煤溫度變化狀態(tài),在工作面開始鋪網(wǎng)后,為監(jiān)測架后遺煤溫度變化情況,在距停采線6 m 位置,沿工作面傾向每隔10 副支架布置1 個測溫裝置;同時,保證到達(dá)終采線位置后,從回風(fēng)隅角開始沿回風(fēng)巷向采空區(qū)間隔10 m 預(yù)埋有3 個測溫裝置,鉑電阻測溫布置示意圖如圖5。
圖5 鉑電阻測溫布置示意圖Fig.5 Schematic diagram of platinum resistance temperature measurement layout
3.3.2 氧化帶煤溫精確控制技術(shù)
根據(jù)寬溝煤礦生產(chǎn)特點,采空區(qū)兩道和回撤通道架后10 m 區(qū)域為不放煤區(qū)域,針對此區(qū)域采取打鉆注漿技術(shù)來進(jìn)行覆蓋;針對回撤時期架后超過10 m 的放煤區(qū)域采取埋管灌漿的方法進(jìn)行全部覆蓋。
3.3.2.1 采空區(qū)不放煤區(qū)域鉆孔注漿
1)支架頂部防滅火鉆孔。根據(jù)鉆孔窺視儀探測結(jié)果,回撤面支架區(qū)域上部10 m 范圍內(nèi)的煤巖體屬于破碎區(qū),考慮漿液擴(kuò)散角45°,故注漿鉆孔的終孔位置與工作面支架沿傾向方向距離不超過10 m,終孔高度位于支架頂部10 m,鉆場布置在終采線前方5 m 位置的瓦斯抽采硐室,從該位置施工5 個鉆孔,分別編號為1#~5#鉆孔,覆蓋靠近上端頭區(qū)域的10 副支架,通過向該區(qū)域注漿及注防滅火材料,不放煤區(qū)域鉆孔布置示意圖如圖6。
圖6 不放煤區(qū)域鉆孔布置示意圖Fig.6 Schematic diagram of drilling arrangement in non-recovery coal area
2)架后防滅火鉆孔。對于回撤面支架后部0 ~10 m 范圍的浮煤,在末采期間通過在I010206 備采面進(jìn)風(fēng)巷提前向I010202 采空區(qū)施工6 個鉆孔(全程下套管),分別編號為6#~11#鉆孔,回撤期間進(jìn)行注防滅火材料、注漿等,將架后淺部破碎的煤體進(jìn)行覆蓋,阻隔煤體氧化。
3)架間防滅火鉆孔??紤]到遠(yuǎn)距離施工鉆孔容易塌孔、終孔位置存在誤差等因素,為此將架間鉆孔作為支架頂部防滅火鉆孔的有效補(bǔ)充。當(dāng)工作面到達(dá)終采線后即在架間每隔3 架施工1 個防滅火鉆孔,鉆孔深度3 m,用來覆蓋架后淺部浮煤,回撤兩巷設(shè)備及拉架期間均進(jìn)行預(yù)防性注漿。
3.3.2.2 采空區(qū)放煤區(qū)域埋管灌漿
對于長壁綜放面架后放煤區(qū)域,根據(jù)氧化帶寬度精確控制結(jié)果,I010202 工作面回撤時期采空區(qū)埋管灌漿覆蓋范圍為架后10 ~27 m 區(qū)域。當(dāng)工作面距離終采線30、20 m 時,分別從上端頭沿傾向預(yù)埋?108 mm 管路,撤架期間進(jìn)行間歇性多頻次灌漿作業(yè),有效降低采空區(qū)溫度。
寬溝煤礦I010202 工作面從開始進(jìn)行礦務(wù)工程至工作面封閉,回撤期近3 個月,在此期間通過采取控風(fēng)、堵漏及溫度調(diào)控的綜合措施,其中地表累計回填黃土2.2 萬m3,采空區(qū)累計注氮約150 萬m3,灌注漿液及防滅火材料累計約748 m3,有效抑制了采空區(qū)遺煤的氧化進(jìn)程,采空區(qū)溫度始終維持在27 ℃以下,無自然發(fā)火跡象。
1)對于沖擊地壓條件下的易自燃厚煤層工作面,回撤期間自燃防治的關(guān)鍵是在最大限度縮小氧化帶寬度的基礎(chǔ)上,采取以控風(fēng)、抑溫為主的技術(shù)措施來控制氧化帶內(nèi)破碎煤體的溫度,破壞遺煤的蓄熱升溫環(huán)境,從而在回撤時期延緩遺煤的自然發(fā)火進(jìn)程。
2)回撤期間通過采取以堵漏和控風(fēng)為手段的多層采空區(qū)漏風(fēng)精確調(diào)控技術(shù),輔以采空區(qū)全斷面帷幕注氮為主的氧化帶寬度精確調(diào)控技術(shù),再配合采空區(qū)不放煤區(qū)域鉆孔注漿、放煤區(qū)域埋管灌漿為手段的氧化帶煤溫精確調(diào)控技術(shù),構(gòu)建了“控風(fēng)-降氧-抑溫”的防治體系,保障了工作面長時期的安全回撤。