杜春寧 ,寧德義 ,姜文忠
(1.煤炭科學研究總院,北京 100013;2.煤科集團沈陽研究院有限公司,遼寧 撫順 113122;3.煤礦安全技術國家重點實驗室,遼寧 撫順 113122)
大同礦區(qū)主采煤層為特厚煤層,資源儲量豐富,但其上部采空區(qū)眾多,且淺部煤層早期的開采方式多為短壁式開采或者以掘代采,采空區(qū)留有大量破碎煤體,加之通風管理技術水平較低,漏風嚴重,極易引發(fā)遺煤氧化,形成大范圍隱蔽性著火點[1]。在特厚煤層開采過程中,綜放面采空區(qū)上覆巖層受采動影響產生的裂隙帶高度比綜采面要高數倍[2]。上部采空區(qū)有害氣體可以在壓差作用下通過裂隙對下部煤層回采工作面產生嚴重影響[3]。
均壓通風是解決工作面角聯漏風最有效的辦法[4],近年來眾多學者在利用均壓通風技術防治工作面外部氣體入侵方面做了諸多研究。王海生[5]、呂文陵[6]認為利用工作面均壓通風措施提升工作面風流壓力可以有效防治采空區(qū)有害氣體的涌出;在此基礎上王志峰[7]認為設置合理的工況點能夠平衡工作面與采空區(qū)的壓差,避免漏風引發(fā)的采空區(qū)遺煤自燃。陳濤[8]、張明亮等[9]認為火區(qū)下方綜放面實施均壓通風時,合理工況點的設置即可以防止上部火區(qū)下泄,又不影響依據CO涌出情況對回采工作面采空區(qū)遺煤自燃進行監(jiān)測。以上研究都利用均壓通風技術解決了采空區(qū)有害氣體異常涌入工作面的問題。但是對位于火區(qū)下方的綜放面實施均壓通風防止有害氣體下泄時,合理設置系統(tǒng)的安全調節(jié)區(qū)間以實現上下采空區(qū)間流場的平衡,避免工作面風壓過大將采空區(qū)瓦斯壓入上部火區(qū)造成火災耦合事故缺少研究。因此,對大垂距雙層采空區(qū)流場平衡控制技術進行研究具有重要意義。
根據達西滲流定律可知2點間風流運動的速度與2點間的壓力梯度相關,假設采空區(qū)垮落巖石構成的空隙是規(guī)則的,那么雙層采空區(qū)流場內風流速度可表達為[10]:
由式(1)可知:當雙層采空區(qū)兩端的壓力相等時,雙層采空區(qū)間流場內的氣體保持靜止狀態(tài)。
假設回采工作面的風壓沿進風口到回風口方向上線性遞減,則雙層采空區(qū)間的壓差在此方向上也大體呈線性增大趨勢,壓力平衡面線性降低。合理增大工作面的風壓,使壓力平衡面完全處于垂距范圍內,便可保證雙層采空區(qū)流場的平衡。
工作面上覆巖層周期性垮落致使雙層采空區(qū)間漏風通道復雜多變,漏風點繁多且難以精確定位[11]。因此,可以抓住漏風匯聚點—回風隅角處的流場壓力與上部火區(qū)壓力保持平衡,便可防治上部火區(qū)有害氣體下泄和采空區(qū)瓦斯壓入上部火區(qū)[12]。
為研究流場平衡的條件,在工作面回風巷任意位置i處實施斜向上的鉆孔與上部火區(qū)連通,并連接“U”型水柱計,壓差計算圖如圖1。
圖1 壓差計算圖
則“U”型水柱計顯示的壓差可表示為:
式中:△pi為 i點“U”型水柱計壓差,Pa;pi為回風巷內i點氣體壓力,Pa;pS為上部火區(qū)氣體壓力,Pa;ρ為井下空氣密度,kg/m3;g 為重力加速度,取9.8 N/kg;H為上部煤層與本煤層的間距,m。
在實際開采過程中,為便于監(jiān)測上部火區(qū)與本工作面之間的壓差,觀測點不宜變動,一般設置在均壓風門外側一段距離內[14],并通過氣線與風門內側連接?,F將回風隅角處與回風調節(jié)風門內側命名為點A、B,在忽略回風巷漏風條件下,A、B斷面間的壓能損耗為:
式中:fAB為 A、B 斷面間的壓能損耗,J/kg;pA為A 斷面氣體壓力,Pa;pB為 B 斷面氣體壓力,Pa;vA為 A 斷面風速,m/s;vB為 B 斷面風速,m/s;zA為 A點巷道底板標高,m;zB為B點巷道底板標高,m;Q為回風巷內風量,m3/s;α為摩擦阻力系數,N·s2/m4;L為工作面工作面設計開采長度,m;l為工作面推進長度,m;U為回風巷斷面周長,m;S為回風巷斷面積,m2。
由雙層采空區(qū)流場平衡條件可知,A點的“U”型水柱計壓差應滿足的條件為:
連接B點與上部火區(qū)的“U”型水柱計壓差△pB是調節(jié)控制系統(tǒng)最為直接的依據,同時也是流場平衡控制效果的直觀顯現?!鱬B應滿足的調節(jié)區(qū)間即為雙層采空區(qū)流場平衡控制條件。由式(2)、式(3)、式(4)可推導出△pB應滿足調節(jié)區(qū)間為:
同忻煤礦西8101綜放工作面回采煤層為近水平煤層,煤厚平均為15 m,與上部14號煤層的垂高為89.6 m。工作面走向長度1 757 m,傾向長度200 m。絕對瓦斯涌出量為24.19 m3/min。西8101綜放工作面通風方式為“U+I”型,工作面進風量為2 500 m3/min,頂板瓦斯巷抽放量為800 m3/min,回風巷回風量為1 700 m3/min。進、回風巷斷面為5.2 m×3.95 m、頂板瓦斯巷斷面為5.2 m×3.95 m,均采用錨桿錨網支護。工作面回采85 m后,上隅角CO體積分數急劇增大,最高可達0.2%,導致工作面暫時停產。
經分析,西8101綜放工作面采場上覆巖層垮落所形成的裂隙足以與14號煤層采空區(qū)連通。上部采空區(qū)有害氣體在本工作面通風負壓和頂板瓦斯巷抽放負壓的共同作用下大量涌入工作面[15]。因此,判定西8101工作面CO體積分數超限為上部老火區(qū)有害氣體下泄所致。
在西8101工作面構建均壓通風系統(tǒng)來控制雙層采空區(qū)的流場平衡(圖2)。具體為:進風巷入口處設置3道均壓風門,回風巷入口處設置3道調壓風門,風門之間的距離均為10 m。將3臺2×75 kW對旋軸流局部通風機安裝在2101斜巷巷口,并通過630 mm PE管連接至密閉墻內側。在調節(jié)風門外側距風門3 m處施工連通上部采空區(qū)的鉆孔,安裝“U”型水柱計并將其與調節(jié)風門內側B點連通。
圖2 西8101工作面均壓通風系統(tǒng)布置圖
西8101工作面為近水平工作面,在忽略回風巷底板高差和回風巷內各斷面的風速變化的條件下,回風巷調節(jié)風門外側“U”型水柱計壓差△pB應滿足的區(qū)間可簡化為:
工作面回風巷A、B段相關參數見表1。
表1 回風巷A、B段相關參數
將工作面相關參數代入式(7)、式(8)可計算出回風巷調節(jié)風門外側水柱計的壓差△pB的調節(jié)區(qū)間為:(350+0.016l,538+0.016l),l∈(85,1 600)。
即在西8101工作面運行均壓通風系統(tǒng)實現本工作面采空區(qū)與上部火區(qū)流場平衡的期間,將回風巷調節(jié)風門外側“U”型水柱計壓差△pB控制在區(qū)間(350+0.016l ,538+0.016l),l∈(85,1 600)內,便可防止上部火區(qū)下泄和工作面采空區(qū)瓦斯壓入上部火區(qū),避免災害的發(fā)生。
為考察雙層采空區(qū)流場平衡控制的效果,利用回風調節(jié)風門內側B點的“U”型水柱計監(jiān)測控制系統(tǒng)實施后的壓差;同時利用上隅角處安裝的CO傳感器對工作面風流中CO的體積分數進行監(jiān)測。
監(jiān)測結果顯示:系統(tǒng)運行之后,工作面的CO體積分數迅速降低至安全范圍內,并在安全范圍內波動。系統(tǒng)運行后,“U”型水柱計壓差變化情況如圖3。上隅角CO體積分數變化情況如圖4。
圖3 “U”型水柱計壓差的變化
“U”型水柱計顯示的壓差讀數可直觀反映系統(tǒng)的運行狀況,是對系統(tǒng)進行調節(jié)的依據。由圖3可以看出,工作面回采過程中調節(jié)風門外側的“U”水柱計壓差讀數始終滿足安全調節(jié)區(qū)間(350+0.016l,538+0.016l),l∈(85,1 600)。雖然在回采后期工作面風壓有所下降,但并未低于安全調節(jié)區(qū)間的下限。在壓差最大、最小時都沒有對工作面產生負面影響,說明系統(tǒng)運行的穩(wěn)定性良好。
圖4 上隅角風流中CO體積分數的變化
圖4反映了回采工作面上隅角處風流中CO體積分數在控制系統(tǒng)運行后的變化情況。系統(tǒng)啟動后回風隅角處CO體積分數快速下降至安全范圍內并在安全范圍內波動。在895~1 250 m階段由于回采速度較慢,采空區(qū)遺煤的自然氧化比較嚴重,造成了該階段CO體積分數有所偏高。但總體而言,工作面的壓力范圍選取還是非常恰當,在保證工作面CO不超限的同時又監(jiān)測了采空區(qū)遺煤的氧化情況。證明了大垂距雙層采空區(qū)流場控制技術能夠有效防治有害氣體的下泄和避免采空區(qū)瓦斯壓入上部火區(qū)。
1)通過理論推導、計算,確定大垂距雙層流場平衡控制系統(tǒng)運行期間“U”水柱計的安全調節(jié)區(qū)間。
2)在同忻煤礦西8101工作面的現場應用時回風調節(jié)風門外側“U”型水柱計需要滿足的關系為(350+0.016l,538+0.016l),l∈(85,1 600)。
3)通過實踐證明,大垂距雙層采空區(qū)流場平衡控制技術能夠有效防治有害氣體的下泄和避免風流壓入上部火區(qū)引發(fā)次生災害,保障了工作面的安全回采。