复合采空区遗煤自燃极限参数变化及危险区域判定

2020-09-09章飞

矿业安全与环保 2020年4期

章飞

(1.瓦斯灾害监控与应急技术国家重点实验室，重庆 400037； 2.中煤科工集团重庆研究院有限公司，重庆 400037)

煤矿开采方式是影响煤炭自燃的主要因素之一，采用下分层综放开采方式时煤炭自燃危险性愈发突出[1]，易发生二次氧化[2]；下分层巷道破碎导致漏风情况复杂，发火范围大且难以被准确预测[3]；下分层撤架时间长，采空区遗煤易蓄热自燃；上分层隐蔽火源极易落入下分层采空区，尤其是后刮板输送机和上隅角附近[4]，易导致瓦斯或煤尘爆炸，发生重大安全事故。可见，特厚煤层下分层综放开采技术使得煤自燃的预防和治理的难度加大。

目前国内外相关人员主要依据采空区温度及氧气体积分数实测自燃“三带”[5]。诸多学者提出了划分自燃“三带”的临界温度值和氧气体积分数参数[6]。秦荣宏等[7]以O2和CO体积分数为指标，针对孟巴矿划分了下分层遗煤自燃危险范围；张辛亥等[8]研究了厚煤层分层采煤过程中采空区自燃“三带”；邓军等[9]研究了厚煤层下分层综放工作面采空区遗煤的自燃因素；张检波[10]分析了下分层回采时导致煤自然发火的因素；贾航[11]通过绝热氧化实验，对煤氧化现象进行了研究，表明再次氧化时煤的升温速度会有所提升，且更具有自燃倾向性。

笔者通过煤自燃程序升温实验分析下沟矿4#煤层煤的自燃氧化特性和极限参数，根据现场气体监测数据分析判断下沟矿ZF1801工作面在末采期间上、下分层采空区遗煤的自燃危险区域，对类似条件下采空区自燃火灾的防治具有重要的指导意义。

1 工作面概况

下沟矿ZF1801工作面采用下分层综放开采方式开采，主采4#煤层，采厚为12 m，煤层结构简单，为Ⅱ类自燃煤层，最短自然发火期为28 d。工作面平均风量为1 026 m3/min，绝对瓦斯涌出量为 2.79 m3/min。工作面倾向长度为91 m，走向长度为1 040 m，距终采线65～580 m的实体煤上方依次回采了C1805、C1803、C1801共3个高档普采工作面。下沟矿ZF1801工作面巷道布置如图1所示。

图1 下沟矿ZF1801工作面巷道布置示意图

ZF1801工作面开采至上分层C1801工作面采空区下方后，CO气体浓度出现异常，在回风巷内CO的体积分数持续升至(160～344)×10-6，工作面 31#支架前CO体积分数高达112×10-6，上隅角CO体积分数高达(83～226)×10-6，表明ZF1801工作面在末采期间防灭火形势十分严峻。

2 遗煤自燃极限参数研究

2.1 煤自燃程序升温实验系统

煤自燃程序升温实验系统主要包括：动态配气系统、温度控制及测量系统、煤样氧化燃烧装置、定量取样系统、气相色谱仪和数据处理系统。煤自燃程序升温实验系统如图2所示。

1—三通阀门；2—流量计；3—气阻；4—稳压阀；5—干空气瓶；6—氮气瓶；7—充气罐；8—稳流阀；9—压力表；10—温控仪；11—净化管；12、13—热电偶；14—氧化炉；15—样品管；16—温度记录仪；17—气相色谱仪；18—定量取样器；19—时间延迟器；20—色谱仪；21—甲烷转化炉；22—数据处理终端。

2.2 实验条件及过程

实验煤样取自下沟矿4#煤层新暴露的煤壁，密封后送至实验室。称取100 g粒度小于0.15 mm的煤样，在温度80～85 ℃条件下真空干燥后脱气至 13 Pa 以下，再持续干燥6 h。用SDTGA5000a工业分析仪对煤样进行工业分析，结果见表1。

表1 4#煤层煤样工业分析数据

实验时取1 g煤样放入样品管中，连接、检查气路后在充气罐内配制O2体积分数为21%的混合气体。打开充气罐阀门，将气压调至0.1 MPa、供气流量100 mL/min，利用温控仪将氧化炉温度控制在30～360 ℃。控制30～80 ℃阶段的升温速率为0.5 ℃/min，80～200 ℃阶段的升温速率为1.0 ℃/min，200～360 ℃阶段的升温速率为2.0 ℃/min。利用定量取样器每隔10 min采集1次气样。

2.3 遗煤耗氧速率和放热强度变化规律

在煤氧化自燃过程中，耗氧速率与放热强度是衡量煤自燃能力的重要指标[12-13]。根据文献[14]给出的煤样平均耗氧速率公式计算出4#煤层煤的耗氧速率随温度的变化规律，拟合曲线符合高斯型函数，如图3所示。

图3 煤的耗氧速率随温度的变化规律

由图3可以看出，在温度为30.00～410.56 ℃时，煤的耗氧速率随煤温升高呈指数增长；在温度为 30.00～200.00 ℃时，耗氧速率随温度缓慢升高，此时处于缓慢氧化发展阶段；当温度超过200.00 ℃时，耗氧速率几乎直线攀升，煤进入加速氧化阶段并发生自燃；在温度为410.56 ℃时，耗氧速率达到峰值8.45 mol/(m3·s)，煤自燃最为激烈；当温度继续升高时，耗氧速率逐渐降低。

根据键能守恒原理[15-16]建立的煤氧化放热强度公式对实验数据进行处理，得到4#煤层煤的放热强度随温度的变化规律，同样对其进行高斯拟合，其结果如图4所示。

图4 煤的放热强度随温度的变化规律

由图4可知，煤的放热强度与耗氧速率有相似的变化规律，在温度为30.00～200.00 ℃时，随着温度的升高，煤氧化放热强度缓慢增加；在温度为200.00～440.47 ℃时，放热强度呈线性骤然上升，在440.47 ℃时，放热强度达到峰值16.56 MJ/(m3·s)；当温度超过440.47 ℃时，放热强度逐渐减小。

2.4 遗煤自燃极限参数

满足煤自燃的外界因素极限条件被称为极限参数，主要包括[17]：最小遗煤厚度hmin、下限氧体积分数Cmin和上限漏风强度Qmax。松散遗煤发生氧化自燃的极限条件为[18]：

(h>hmin)∩(C>Cmin)∩(Q

(1)

式中:h为采空区遗煤厚度，m；C为采空区遗煤内氧的体积分数，%；Q为采空区漏风强度，m3/(m2·s)。

1)最小遗煤厚度

最小遗煤厚度hmin主要受煤氧化放热强度、漏风强度和温度影响[19]。设采空区遗煤产热速率与放热速率处于动态平衡，最小遗煤厚度计算公式如下：

(2)

式中:ρg为空气密度，kg/m3；Cg为空气比热容，J/(g·℃)；q(Tm)为温度Tm时煤氧化放热强度，J/(m3·s)；Tm、Ty为采空区遗煤、岩体温度，℃；λm为遗煤导热系数，J/(m·s·℃)。

下沟矿ZF1801综放工作面采空区遗煤平均孔隙率取0.46，遗煤导热系数为0.092 J/(m·s·℃)，冒落煤岩温度取25 ℃，空气密度取1.196 kg/m3，4#煤层煤的密度为1 460 kg/m3。将实验数据代入式(2)，可计算得到不同温度和不同漏风强度条件下的最小遗煤厚度，结果如图5所示。

图5 最小遗煤厚度变化规律

由图5可知，最小遗煤厚度随漏风强度的增加而不断升高，但随采空区遗煤温度的增加呈先升高后降低的趋势，遗煤温度在90 ℃时其值达到最大。

2)下限氧体积分数

下限氧体积分数Cmin主要受煤氧化放热强度、遗煤厚度、周围散热条件和煤岩体原始温度影响，其计算公式为[20]：

(3)

式中C0为标准氧体积分数，取值为21%。

取采空区漏风强度Q为0.02 m3/(m2·s)，将实验数据代入式(3)，可计算得到不同温度和不同遗煤厚度条件下的下限氧体积分数，结果如图6所示。

图6 下限氧体积分数变化规律

由图6可知，下限氧体积分数随遗煤厚度的增加而降低，当遗煤厚度为0.2 m，遗煤温度为90 ℃时，下限氧体积分数为28.21%，已超过新鲜空气中的氧体积分数。故该情况下采空区遗煤厚度小于0.2 m时不会发生自燃。

3)上限漏风强度

上限漏风强度Qmax既受煤氧化放热强度的影响，又受煤体和风流温差的影响，其计算公式如下[21]：

(4)

将实验数据代入式(4)，可计算得到不同温度和不同遗煤厚度条件下的上限漏风强度，结果如图7所示。

图7 上限漏风强度变化规律

由图7可知，上限漏风强度随遗煤厚度的增加而逐渐升高。当遗煤厚度一定，遗煤温度为90 ℃时，上限漏风强度最低。经过计算，当遗煤厚度为0.08 m，温度为90 ℃时，漏风强度为负值，此时遗煤氧化所产生的热量已全部散失，遗煤不会升温自燃。

3 上下分层采空区自燃“三带”现场观测

3.1 气体监测点布置

为尽早预报采空区遗煤自热状况，在ZF1801工作面距终采线100 m时，加强气体监测。通过束管对下分层ZF1801工作面采空区气体进行监测。ZF1801工作面进入上分层C1801工作面采空区后，通过在两巷顶板及煤壁向上分层C1801工作面采空区施工钻孔取样监测。ZF1801与C1801工作面采空区监测点位置如图8所示。

(a)ZF1801工作面采空区监测点布置

3.2 采空区气体分布规律

根据ZF1801工作面采空区进回风束管气体监测数据，得到ZF1801工作面采空区不同深度条件下O2与CO体积分数变化情况，如图9所示。

(a)O2体积分数

从图9(a)可以看出，随着ZF1801工作面推进，O2体积分数在0～10 m和100～180 m内缓慢变化，在10～100 m内O2体积分数迅速降低。在ZF1801工作面采空区进风侧55 m处O2体积分数已降至18.00%，在145 m处仅为3.79%。在回风侧125 m处O2体积分数降至3.07%。

从图9(b)可以看出，在ZF1801工作面采空区 0～20 m和150～180 m内的CO体积分数变化不大；在20～150 m内随深度增加CO体积分数先升高后降低，在70 m处达到最高；进、回风侧CO体积分数分别为71×10-6、142×10-6，说明采空区中部存在煤自燃危险区域。整体上回风侧CO体积分数约为进风侧的2倍，这是因为回风侧漏风速率小，煤氧化产生的热量便于积蓄，从而加快了煤的氧化反应。

通过ZF1801工作面两巷的上分层钻孔气体监测数据，得到上分层C1801工作面采空区不同深度条件下O2与CO体积分数变化情况，如图10所示。

(a)O2体积分数

从图10(a)可以看出，上分层C1801工作面采空区距工作面越近O2体积分数越大，由进风侧向回风侧靠近O2体积分数逐渐降低，进、回风侧O2体积分数最高分别为18%、12%，这是由于进风巷风量大，上下分层采空区沟通，ZF1801工作面顶板破碎，新鲜风流由进风巷流入上分层C1801工作面采空区所致。

图10(b)则显示出上分层工作面采空区CO体积分数普遍高于下分层，最高可达450×10-6。在两巷上方，距工作面越近CO体积分数越高，工作面前60 m高于200×10-6，因此该区域应作为防灭火重点区域。未采实体煤上方采空区CO体积分数在工作面前20～60 m内较高，尤其是回风侧30 m处，其平均值达250×10-6，应加强防灭火措施。

3.3 采空区漏风强度分布规律

通过O2体积分数测算法计算采空区漏风强度，计算公式如下[22]：

(5)

根据实验结果可知，4#煤层的煤在25 ℃的耗氧速率为4.832×103mol/(cm3·s)，结合实测O2体积分数和埋深计算出上下分层进、回风侧采空区的漏风强度，其变化情况如图11所示。

(a)下分层ZF1801工作面采空区

由图11(a)可知，下分层ZF1801工作面采空区进风侧漏风强度大于回风侧，并随着深度增加漏风强度逐渐减小，进、回风侧漏风范围分别为0～80、0～40 m，因此应在进风侧前80 m范围内采取封堵措施，以减小采空区漏风强度。

由图11(b)可知，上分层C1801工作面采空区漏风强度较小，漏风强度随与工作面距离的增加而逐渐减小。工作面前方20 m范围内漏风强度最大，此范围内应力集中且煤体破碎，是主要的供氧通道。

4 上下分层采空区遗煤自燃危险区域判定

由于ZF1801工作面上下分层会发生物质、能量的扩散和交换，故存在2个自燃危险区域。根据文献[6]的划分方法，对上下分层采空区遗煤自燃“三带”进行划分，进而判定ZF1801工作面回采时采空区遗煤自燃危险区域分布特点。通过下沟矿4#煤层煤自燃程序升温实验和对遗煤自燃极限参数的分析，得到不同遗煤厚度h、下限氧体积分数Cmin和上限漏风强度Qmax，结果见表2。

表2 采空区遗煤自燃极限参数

现场实测下分层ZF1801工作面采空区遗煤平均厚度为1.4 m，两巷侧为2.0 m；上分层C1801工作面采空区遗煤平均厚度为1.0 m。根据遗煤厚度、氧气体积分数和漏风强度，结合4#煤层在不同遗煤厚度条件下的下限氧体积分数和上限漏风强度，计算出ZF1801工作面采空区危险区域的关键点，从而确定遗煤自燃危险区域。采空区遗煤自燃危险区域如图12所示。

图12 上下分层工作面采空区遗煤自燃危险区域

从图12可以看出，下分层ZF1801工作面采空区遗煤自燃危险区域：进风侧43～145 m，宽102 m；回风侧20～125 m，宽105 m；采空区中部43～122 m，宽79 m。表明自燃危险区域在进风侧的范围广，在回风侧距工作面最近，影响工作面的安全回采。下分层ZF1801工作面采空区遗煤多，更有利于遗煤氧化蓄热。上分层C1801工作面采空区遗煤自燃危险区域：中部最广，范围为20～80 m，宽60 m；在两巷侧距工作面最近，范围为0～40 m，宽40 m，一旦出现遗煤二次自燃现象，上分层C1801工作面采空区隐蔽火源可能落入下分层ZF1801工作面采空区，不利于工作面安全生产。

由图12可知，上下分层工作面采空区遗煤自燃危险区域最大宽度Lmax为105 m。采空区O2体积分数平均值为13.09%，则实验值与实测值相似系数τ为1.6，4#煤层在25 ℃时煤的最短自然发火期τmin为 28 d，ZF1801工作面最小安全推进速度计算公式如下：

(6)

因此，当ZF1801工作面推进速度低于2.34 m/d且停采28 d以上时，采空区遗煤可能发生氧化升温，存在自燃危险性，应严格控制ZF1801工作面的推进速度。