Study on the air permeability characteristics of coal gangue dump slope gangue particles
-
摘要:
煤矸石山斜坡面矸石散体的颗粒偏析现象对其渗透特性有重要影响。为了研究斜坡面的空气渗流特性，基于自主设计的室内渗透率测定装置，结合散体岩土力学理论、通风理论及FLUENT数值模拟，研究了煤矸石山斜坡面不同高度不同深度处矸石散体孔隙率与渗透率的整体分布规律及空气渗流和温度分布特征，并通过现场实测进行验证。结果表明：在研究预设条件下，矸石山斜坡面浅部的孔隙率和渗透率分布特征受到颗粒偏析现象的显著影响，随着高度与深度增大，呈现出非线性负指数衰减规律；随着斜坡面矸石散体的粒径增大，其孔隙率也呈增大趋势，并且其增速逐渐放缓；矸石山顶部覆盖黄土层，导致渗流速度缓慢，氧气质量浓度较低，不利于氧化放热反应的进行，底部孔隙率较大风速过快，积热条件不佳，因此高温区域位于矸石山中上部距坡面2～3 m处，最高可达780 K；风速场在热风压与外界风压的共同影响下，最高风速位于中上部近坡面处，可达0.06 m/s。此外，沿矸石山X方向和Z方向深入，渗流速度与氧气浓度下降速率逐渐减小；整体而言，矸石山斜坡面孔隙率的分布是影响矸石山内部空气渗流特性的一个极为重要的因素。通过对矸石山风速氧气以及温度场的研究，将矸石山大致划分为表层冷却区、聚热易燃区以及内部低温区。研究成果可为我国干燥多风的中西部矿区煤矸石山自燃火区的准确预测和判定提供基础参考。
Abstract:The phenomenon of particle segregation in the gangue aggregate on the slope surface of the coal gangue mountain significantly influences its permeability characteristics. To investigate the air infiltration characteristics of the slope surface, a self-designed indoor permeability measurement device was utilized. By integrating the theories of granular soil mechanics, ventilation, and FLUENT numerical simulation, the overall distribution patterns of porosity and permeability of the gangue aggregate at different heights and depths on the coal gangue slope surface were studied, as well as the characteristics of air infiltration and temperature distribution. These findings were validated through on-site measurements. The results demonstrate that the distribution characteristics of porosity and permeability in the shallow part of the gangue slope surface are significantly affected by the particle segregation phenomenon, exhibiting a nonlinear negative exponential decay pattern as the height and depth increase. As the particle size of the slope surface gangue aggregate increases, its porosity also shows an increasing trend, but the rate of increase gradually slows down. The presence of a loess layer covering the top of the gangue slope hinders fluid flow and results in lower oxygen content, which is unfavorable for exothermic oxidation reactions. Moreover, at the bottom, where the porosity is larger, the wind speed is excessively high, creating unfavorable heat accumulation conditions. Therefore, the high-temperature region is located in the upper part of the gangue slope, 2～3 meters away from the slope surface, reaching temperatures as high as 780 K. Under the combined influence of thermal wind pressure and external wind pressure, the highest wind speed is found in the upper-middle part near the slope surface, reaching up to 0.06 m/s. Furthermore, as we delve deeper into the gangue slope in the X and Z directions, the flow velocity and the rate of decrease in oxygen concentration gradually decrease. Overall, the distribution of porosity on the gangue slope surface is a crucial factor affecting the air infiltration characteristics within the coal gangue mountain. Through the study of wind speed, oxygen concentration, and temperature fields in the gangue slope, this paper roughly categorizes the gangue slope into a surface cooling zone, a heat-gathering flammable zone, and an internal low-temperature zone. The findings from this research can serve as a fundamental reference for accurately predicting and identifying self-ignition fire zones in the arid and windy mining regions of central and western China.
-
Keywords:
- coal gangue dump /
- seepage /
- permeability /
- porosity /
- hot air pressure
-
0. 引 言
煤自燃是影响煤炭资源安全回收的世界性难题，不仅造成大量煤炭资源浪费，而且会产生大量温室气体（CO2和CH4）[1-3]、有毒有害气体（CO、SO2、H2S、N2O、NOx, 等）以及一些重金属微量元素（As、Se、Hg, 等）[4]。目前，注水[5]、灌浆[6]、注惰性气体（N2、CO2）[7-8]、均压防灭火[9]、注复合胶体[10]、注三相泡沫[11]、喷洒离子液体[12]等煤自燃防控及灭火技术高速发展；此外，各种灭火材料也万象更新，为矿井安全生产及工作人员生命健康提供保障。
近年来，围绕煤炭资源采出率、采掘接替等问题，许多新型开采技术逐渐应用于矿井生产，如110工法[13]、分层错距开采[14]等。这些开采技术在实施过程中，有效提高了煤炭资源采出率和解决了采掘接替难题，但同时也给煤自燃防控带来了巨大压力，如工作面多分层错距布置开采，采空区会遗留巨厚松散煤体，并在上分层与下分层形成复杂漏风通道，增加煤自燃危险性；110工法实施，相邻工作面采空区与后部采空区均成为漏风区域，煤自燃危险范围扰动，尤其对于高瓦斯及突出危险矿井，增加了瓦斯爆炸的风险。煤自燃技术也面临新的挑战：如何适应配套开采技术，即对于一种开采技术，面对如此多煤自燃防控及灭火技术，应该采取何种煤自燃防控技术来配套实施，已逐步成为防灭火技术发展的趋势。由上述开采技术案例可知，“堵漏风、降氧气、消高温、防复燃”防灭火方针已不能按部就班，结合开采技术主要特征，制定配套的防灭火技术成为煤自燃防控的关键。
为此，以孟加拉国Barapukuria煤矿（以下简称“孟巴矿”）分层错距布局减损开采技术为例，针对这一开采方法下煤自然防控技术进行研究。通过分析采空区特厚遗煤自然发火规律、危险区域与监测预警等级划分实现多分层采空区特厚遗煤自燃初期的精准防控。此外，针对采空区灾变情况，提出灾变气体溯源控漏、减量稀释、定向疏排控制技术，确保工作人员安全。
1. 孟加拉国Barapukuria矿简介
1.1 矿区地理位置
孟巴矿位于“一带一路”之中国−孟加拉国走廊，是目前该国唯一的井工开采、年产1.0 Mt的现代化矿井，如图1所示。
1.2 孟巴矿煤层赋存特征及开采方式
1）煤层赋存地质特征
孟巴矿主要开采VI煤层，煤层煤体黑色，半暗型煤，块状，局部较松软，裂隙发育，变质程度低，属于长焰煤，容易自燃。煤层厚38.00～40.52 m，平均厚39.14 m。VI煤顶板岩性属于灰白色中粗粒长石砂岩，局部含砾，部分长石已高岭土化，岩石硬度大，厚度为77～123.5 m，平均106 m。VI煤与厚砂岩之间，常夹有深灰色砂质泥岩或细砂岩，平均厚0.5 m，该岩石不稳定。此外，VI煤层覆岩中含有多个含水层组，UDT含水层厚，含水量丰富且分布较广，如果导水裂缝带波及到UDT含水层，将会导致淹井灾害发生。因此，采空区遗煤形成一个水浸煤环境[15]。
2）多分层错距布置开采方式
根据孟巴矿覆岩多水体特点，余学义等[16]依据工作面协调减损开采原理提出了工作面分层错距布置的减损开采方式。根据矿井的生产条件及煤层赋存条件，主要采用综采、综合机械化放顶煤2种开采方式，其中，一分层（1106、1108、1110等）开采留置8～10 m特厚顶煤，采用3.0～3.2限厚综采；二分层（1206、1208、1210等）首采的1204及1203工作面采用综采方式，从1210面开始采用综放开采方式，采放厚度4.0～7.0 m；三分层只采不放，开采厚度2.8～3.2 m。该开采模式实现多水体条件下上保下疏的厚煤层分层安全开采模式，分层错距布置方式及工作面位置关系如图2所示。
![]()
图 2 多分层错距布置示意图及位置关系Figure 2. Layout diagram and position relationship of layer staggered distance1.3 孟巴矿煤自燃内在因素
1）煤自燃倾向性强
孟巴矿VI煤层自燃倾向性等级为Ⅰ级，属于容易自燃煤层。
2）采空区松散遗煤多
矿井采用多分层综采/综放开采方式，一分层开采留置8～10 m特厚顶煤，开采过程中会遗落在采空区；下分层开采时，上下层工作面错距布置，上分层保护煤柱通过放顶回收，下分层工作面采空区会遗留大量松散煤体。
3）产热条件好，散热环境差
孟巴矿原始地温高、水温高（40 ℃），受高地温和水温作用煤体自身温度及其围岩温度均升高，煤氧化产生的热量无法有效地通过围岩散热，形成一个良好的蓄热环境，散热环境差。
4）漏风供氧通道易形成
工作面煤巷掘进和生产时期，与顶部采空区沟通，易形成较好的漏风供氧通道，造成一分层采空区漏风以及上下分层采空区之间的大面积漏风。此外，矿井通风负压大，总风量达到
8000 m3/h，负压将近2000 Pa，若井下通风设施布置不当或生产影响，可能增加采空区漏风量。5）自然发火时间短
采空区大量的松散煤体初始煤温较高，在潜伏期阶段的氧化速度加快，自然发火时间缩短，最短自然发火期仅有18 d。
1.4 孟巴矿煤自燃历史概况
孟巴矿1110工作面2005年4月回风隅角CO出现异常，在2005年5月—10月期间进行多次试生产，采取降低风量和快速推进措施无效后，于2005年10月4日封闭工作面。2006年4月4日，工作面进行试探性启封，启封仅维持36 h，就出现高浓度CO和烟雾，以失败告终。2007年8月18日，对封闭火区进行注氮和灌注黄泥浆，火区CO长期稳定在0 ppm，启封历时17 d推采16.5 m。注氮机于8月30日故障停机，工作面CO开始持续增加，9月4日再次实施封闭。继续注氮和灌注黄泥浆，达到《煤矿安全规程》的启封条件后，于2008年7月14日至8月12日再次启封，成功完成火区治理和回收全套综采设备，如图3所示。
1.5 孟巴矿煤自燃防控总体技术思路
一分层1110工作面共经历4次启封，形成了孟巴矿多分层采空区灾变气体应急控制技术。在此基础上，在一分层和二分层工作面日常回采过程中，结合多分层特征，探索了孟巴矿多分层采空区特厚遗煤自然发火精准预防技术。经过多年实践应用，形成了多分层错距开采特厚遗煤自燃精准防控技术，孟巴矿目前开采三分层，期间未出现煤自燃隐患，总体思路如图4所示。
2. 多分层错距布置采空区危险区域分析
2.1 漏风通道分析
孟巴矿主要开采VI煤层，该煤层平均厚度39.14 m，采用分层错距的布置方式（图2），下分层开采放顶过程中，上分层密闭墙受扰动形成裂隙；层间保护煤层被回收，工作面上部保护煤层出现大量裂隙。由此，从上分层密闭墙至下分层工作面形成立体漏风通道，如图5a所示。第1次和第2次启封过程中在采空区直接观察到支架后方存在2 m左右高度空间，工作面上下隅角顶板未冒实空间，发现较大裂隙空洞，均验证了层间漏风通道。此外，上分层采空区松散煤岩垮落至下分层保护煤柱上方，沟通了相邻工作面间的漏风通道，如图5b所示。
![]()
图 5 垂直层间和水平采空区漏风特征Figure 5. Air leakage characteristics of vertical interlayer and horizontal goaf2.2 煤自燃“三带”监测
孟巴矿工作面采空区“三带”划分方法，依据采空区两道O2、CO和温度分布情况，确定散热带判定条件：$C_{({\mathrm{O}}_2) }$>18%；窒息带：$C_{({\mathrm{O}}_2) } $<3%；氧化升温带：3%<$C_{({\mathrm{O}}_2) } $<18%[17]。回采过程中，分别在进回风侧布设束管和光纤监测点，如图6所示。以进回风1号测点为基准，绘制CO、O2、温度与埋深的关系图，如图7所示。
![]()
图 6 工作面束管和光纤测温布置示意Figure 6. Working face beam tube and optical fibertemperature measurement layout diagram![]()
图 7 1号测点O2、CO浓度及温度随埋深变化Figure 7. Variation of O2, CO concentration and temperature with buried depth at No. 1 measuring point.由图7a 可知，随着测点埋深（L）增大，进风侧测点O2浓度呈下降趋势，而测点温度和CO浓度呈先增大后减小趋势。当埋深L<65 m时，采空区测点O2浓度维持在18%以上，氧浓度下降速度缓慢，遗煤发生缓慢氧化，测点温度和CO浓度缓慢增长；当埋深65<L<115 m时，采空区测点O2浓度下降速率增大，此时遗煤氧化升温速率增大，测点温度快速增长，CO浓度先快速增长后呈类指数减小；当埋深L=115 m时，采空区测点O2浓度降低至3%以下，此时测点遗煤温度出现最大值，后呈减小趋势。因此，工作面推进过程中，进风侧采空区65～115 m范围内遗煤容易发生自燃危险。
由图7b可知，随着测点埋深（L）增大，回风侧测点O2和CO浓度呈下降趋势，而测点温度呈先增大后减小趋势。当埋深L<10 m时，采空区测点O2浓度维持在18%以上；当埋深10<L<45 m时，采空区测点O2和CO浓度呈类指数减小，O2被快速消耗，温度呈非线性快速增长；当埋深L=45 m时，采空区测点O2浓度降低至3%以下，此时测点附近遗煤温度出现最大值，后呈减小趋势。因此，工作面推进过程中，回风侧采空区10～45 m范围内遗煤容易发生自燃危险。
综上可知，进风侧采空区65～115 m、回风侧采空区10～45 m煤体既有良好的蓄热环境，同时又有足够的O2，煤体氧化速度较快，容易发生自燃危险，是预防的重点区域，采空区煤自燃三带分布见表1。由此，氧化升温带最大宽度为50 m，最短自然发火期为18 d，通过式（1）获得工作面最小推进速度约为2.8 m/d。
表 1 采空区煤自燃三带分布Table 1. Distribution of three zones of coal spontaneous combustion in goaf测点位置 散热带/m 氧化升温带/m 窒息带/m 进风侧 <65 65～115 >115 回风侧 <10 10～45 >45 $$ {v_{\min }} = \frac{{{L_{\max }}}}{\tau } $$ (1) 式中：vmin为工作面最小推进速度，m/d；Lmax为最大氧化带宽度，m；τ为最短自然发火期，d。
2.3 采空区危险区域分析
兖州矿区曾统计了综放开采的自然发火区域，和分层综采方式进行对比，发现综放开采易发火危险区域主要为巷道顶煤和综放面相邻采空区松散煤体，分层综采易发火危险区主要为“两道两线”[18]。孟巴矿采用分层错距布置，综采和综放混合式开采，包含了上述2种开采方式的危险区域。根据分层错距布置采空区遗煤垮落与采空区漏风特征（图5）以及不同区域煤自燃防控难易程度，结合煤自燃“三带”分布、采空区漏风及温度分布规律，并综合考虑自燃危险区域叠加（如图8所示）、张裂带和断层等因素，确定多分层错距开采煤自燃危险区域范围和危险等级，见表2。
![]()
图 8 多分层煤自燃危险区域叠加Figure 8. Superposition of risk areas of multi-layered coal spontaneous combustion表 2 多分层错距布置采空区煤自燃危险区域和危险等级划分Table 2. Division of risk areas and risk grades of coal spontaneous combustion in goaf with multi-layer staggered arrangement分层 I级 II级 III级 IV级 一分层 一分层两线 一分层两道 断层和张裂带 氧化带 二分层 一分层两线
二分层两线二分层两道；顺槽冒顶、断层、
张裂带与上覆老空区连通区域断层、张裂带和氧化带 一分层两道 三分层 一分层两线
二分层两线
三分层两线三分层两道；顺槽冒顶、断层、
张裂带与上覆老空区连通区域断层、张裂带和氧化带 一分层两道
二分层两道3. 多分层错距开采煤自燃监测预警
3.1 气体指标分级预警
1）程序升温实验
孟巴矿井下原始地温高、分层开采时上覆含水层进入采空区，形成水浸煤环境。高地温环境促使遗煤起始温度高，自然发火期显著缩短[19]。对于水浸煤情况，外来水分对煤自燃过程的作用机制随着煤自燃状态不同而发生变化，呈现促进−抑制双重作用[20]。为此，从孟巴矿工作面获取原煤，塑料薄膜包封密实运送至实验室。将原煤样破碎并筛选合适粒度煤样4 kg，按质量平均分为4份。根据现场条件，对每份煤样进行处理，分别为加水煤样、原煤煤样、加水干燥后煤样和原煤干燥后煤样。在程序升温箱中进行程序升温实验。
2）气体浓度随温度变化规律
通过实验分析，CO、CO2、CH4等均随煤温升高呈类指数增长。为了使实验数据与现场数据连接，实现孟巴矿采空区煤自燃的分级预测与主动防控。通过CO/CH4、CO2/CO、C2H6以及C2H4筛选出3个特征温度，在此基础上将煤自燃低温氧化阶段CO/O2值划分为4个阶段，如图9所示。
![]()
图 9 煤自燃低温氧化阶段气体与煤温的关系Figure 9. Relationship between gas and coal temperature in low temperature oxidation stage of coal spontaneous combustion由图9a和9b可知，当煤温小于50～60 ℃时，CO/CH4比值随煤温升高缓慢增长；加水煤样和正常煤样CO2/CO比值迅速减小；加水干燥后煤样和干燥后煤样CO2/CO比值先快速减小后增大，出现极大值后缓慢减小。当煤温大于50～70 ℃时，CO/CH4比值随煤温升高快速增长，CO2/CO比值呈缓慢减小趋势。因此，50～70 ℃作为一个特征温度阈值。由图9c可知，加水煤样、正常煤样、加水干燥后煤样和干燥后煤样C2H6出现温度分别为74、84、95和100 ℃，因此，C2H6出现的特征温度阈值为70～100 ℃。由图9d可知，加水煤样、正常煤样、加水干燥后煤样和干燥后煤样C2H4出现温度分别为111、120、126和134 ℃，因此，C2H4出现的特征温度阈值为100～150 ℃。
3）煤自然发火预警阈值
根据理论分析，煤层耗氧速度应与氧气浓度成正比，可以通过煤氧复合产生的CO速率及对应的标准氧气浓度波动反映煤氧复合3步化学反应的进程[21]。Graham系数的计算式为:
$$ G = \frac{{\Delta {\mathrm{CO}}}}{{\Delta {{\mathrm{O}}_2}}} $$ (2) 式中：G为Graham系数值，无量纲；ΔCO为风流中CO浓度增量，%；ΔO2为风流中O2浓度减少量，%。
通过程序升温实验，获取煤自燃特征温度阈值及ΔCO/ΔO2比值（图9e），根据特征温度值及ΔCO/ΔO2将低温氧化过程划分为4个阶段，且获得相应指标，见表3。
表 3 煤自然发火预警阈值Table 3. Early warning threshold of coal spontaneous combustion等级 温度范围/ ℃ 预警阈值 预警初值R0 蓝色 Tmϵ(50,70) R1=R0∩{100×ΔCO/ΔO2ϵ(0.4,0.6)} {O2>18%∩CO<50 ppm}∪ 黄色 Tmϵ(70,100) R2=R0∩{100×ΔCO/ΔO2>0.6} {O2ϵ(15%,18%)∩CO<80 ppm}∪ 橙色 Tmϵ(100,150) R3=R2∩{C2H4>0} {O2ϵ(12%,15%)∩CO<150 ppm}∪ 红色 Tmϵ(150,210) R4=R3∩{k=(C2H4/C2H6)max∪C2H2>0} {O2<12%∩CO<200 ppm} 3.2 危险区域“时空−分级−适配”监测方法
在2.3节中分析了采空区危险区域，除此之外，存在煤自燃危险的区域还有巷帮和老空区。针对上述区域，结合煤自然发火预警阈值，当ΔCO/ΔO2比值小于0.4时，此时监测区域正常，主要检测气体CO和O2，老空区、巷帮及采空区分别采取周检、日检和班检的形式；当ΔCO/ΔO2比值大于0.4时，此时监测区域出现异常，检测气体增加C2H4、C2H6、C2H2，老空区、巷帮及采空区分别采取日检、班检和班检的形式，见表4。
表 4 危险区域分级及监测技术适配Table 4. Risk area classification and monitoring technology adaptation监测位置 监测工艺 正常 异常 周期 指标 方法 仪器 周期 指标 方法 仪器 老空区 闭墙测孔 周检 CO、O2 人工 便携式气体检测仪 日检 CO、O2、C2H4、C2H6、C2H2 人工+采样 便携式气体检测仪+
气相色谱仪巷帮危险区 钻孔 日检 班检 采空区 埋管 班检 班检 4. 多分层采空区特厚遗煤自然发火精准预防
4.1 预防措施
由多分层错距布置采空区漏风分析可知，下分层工作面存在水平和立体维度上漏风。此外，采空区均存在特厚遗煤，造成煤自燃危险区域复杂难辨。结合煤层赋存地质构造特征，确定多分层错距开采煤自燃危险区域范围和危险等级。针对危险区域采取“立体封堵、分段隔离、区域注氮”的预防措施，即上下分层两道分别采取等距布设隔离墙，且上下分层封堵墙错距分布，如图10所示，使两道在空间上分割为多个独立区域，既减少了采空区漏风，又使危险区域块化。因此，在注胶防控过程中，结合煤自燃危险区域划分，可实现目标区域精准注胶，且容易堆积实现立体化封堵。将参数代入式（3）可获得工作面进回风侧隔离墙间距[22]，其中，进风侧间距约54 m一组隔离墙，回风侧间距约38 m一组隔离墙。
$$ L = k \cdot {L_{{{\mathrm{O}}_2}}} \cdot {{\mathrm{e}}^{\frac{{\nu - {\nu _{\min }}}}{{{\nu _{\min }}}}}} $$ (3) 式中：L为分段隔离间距，m；$ {L_{{{\mathrm{O}}_2}}} $为氧化带宽度，m；ν为实际推采速度，m/d，孟巴矿实际推采速度约5 m/d；νmin为最小实际推采速度，m/d；k为与开采方式和自然发火期相关的系数，针对孟巴矿开采实际，k=0.5。
对于采空区内断层、裂隙带等地质构造带以及掘进巷道层间保护煤层裂隙（图10b和图11），在注胶基础上，采取注氮措施惰化采空区，分段隔离减小漏风的同时弱化了氮气的流动，惰化效果更显著。
![]()
图 11 1210工作面分段隔离和区域注氮措施Figure 11. Sectional isolation and regional nitrogen injection measures of 1210 working face4.2 现场效果分析
图12所示为1210工作面采空区进回风侧O2浓度变化趋势。由图12a可知，O2浓度从20.5%下降到7.3%，前期O2浓度缓慢下降，主要是由于进风侧采空区内漏风比较大，且为了降低工作面温度，1210工作面配风量较大，采空区内漏风增加。后期O2浓度快速减小，测点逐渐进入窒息带范围。此外，进风侧气样分析CO一直为0，进风侧采空区未出现异常。
![]()
图 12 1210工作面采空区进回风侧O2浓度变化趋势Figure 12. 1210 working face goaf inlet and return air side O2 concentration change trend由图12b可知，回风侧采空区从前期O2浓度下降一直较快（由15.7%下降到1.0%），主要是由于回风侧采空区内新鲜风流较少，漏风强度低，氧化较快，同时进风侧氧化后的高温气体从回风侧排出，热量不易积聚。此外，气体采集监测第4天，气样中CO减小为0。因此，回风侧采空区未出现异常。
5. 多分层采空区灾变气体应急控制
孟巴矿1110工作面经历了4次启封，其中3次启封失败[23]。第4次启封前，通风路线为：进风巷—轨道顺槽—工作面—输送带顺槽—岩石集中运输巷—集中回风；根据漏风通道分析，采取以下堵漏措施：1）从灭火道I向开切眼和四中车场尾巷灌注粉煤灰、黄泥复合胶体进行封堵；2）在五中车场尾巷密闭处建立水封系统，控制排水，形成火区后方输送带巷和三角区水淹和堵漏风；3）从灭火巷I向采空区内上分层巷道空间灌注粉煤灰复合胶体，实现层间隔离和堵漏风；4）从灭火巷III用高低位钻孔向支架后方3～7 m范围内压注粉煤灰复合胶体，在支架后方形成具有一定宽度和高度的隔离带，减少工作面漏风和控制CO泄出。通过以上措施减小工作面漏风，降低采空区氧气浓度。同时，通过灭火巷I向支架后方采空区持续注氮，惰化采空区，抑制遗煤氧化升温进程，稀释有毒有害气体。
工作面启封后，通风路线为：灭火巷I—联络巷—工作面—灭火巷II—集中回风，采取“Y型”反通风系统，形成专用回风巷道，使采空区压差控制在最小范围，降低工作面CO浓度和巷道温度；根据上隅角CO泄出情况，在灭火巷道I、II施工钻孔向上下隅角压注胶体，强化隔离区域。
撤架过程中，绞车设置在上隅角，从第14个液压支架向下隅角方向撤出。开始撤出剩余支架时，绞车设置在下隅角位置，工作面采取反风，此时通风路线为：输送带顺槽/灭火巷II—工作面—联络巷—灭火巷I—集中回风。撤架的不同阶段，灵活采取正向和反向通风，控制有毒有害气体排放通道，始终让工作人员处于新鲜风流中。
在此过程中逐步形成了“溯源控漏、减量稀释、定向疏排”的灾变气体控制技术。该技术着眼于孟巴矿立体漏风、火区位置难确定、蓄热量大、散热环境差、热能难消除的特征，依据隔热控气的原理，采取了追溯漏风源，注胶控制漏风的措施（溯源控漏），如在上分层密闭压注改性膏体形成立体封堵（图10a）、通过灭火巷道向采空区压注胶体（图13）；对于采空区适时适量注氮，削弱采空区漏风压能和高温热能，控制采空区漏风供氧，降低高温区氧浓度，抑制灾变气体产生量、逸出量和扩散范围，降低危险区域气体浓度（减量稀释），如通过工作面注氮管路，向采空区压注氮气，抑制煤自燃氧化进程，稀释煤氧复合作用产生的有毒有害气体（图13）；为避免有毒有害气体威胁井下工作人员生命，布设导流巷，排出有毒有害气体（定向疏排）。该技术在孟巴矿1110工作面煤自燃灾变气体应急处置过程中得到充分应用与验证。
![]()
图 13 孟巴矿1110工作面煤自燃灾变气体控制Figure 13. Coal spontaneous combustion disaster gas control of 1110 working face in Mengba Coal Mine6. 结 论
1）通过煤自燃“三带”监测、立体和平面漏风通道分析以及断层、张裂带等地质构造带的叠加，获得不同分层工作面采空区煤自燃危险区域，并按危险程度划分为4个等级。
2）通过不同含水煤样程序升温实验，获得了C2H4、C2H6、CO/CH4、CO2/CO随温度的演化规律，明确了50～70 ℃、70～100 ℃、100～150 ℃、150～210 ℃ 4个特征温度阈值，将煤自燃氧化进程划分为4个阶段，结合Graham系数ΔCO/ΔO2值明晰了煤自燃不同阶段的预警阈值。
3）针对老空区、巷帮及采空区煤自燃危险区域，依据煤自然发火预警阈值，当ΔCO/ΔO2比值小于0.4时，此时监测区域正常，主要检测气体CO和O2，老空区、巷帮及采空区分别采取周检、日检和班检的形式；当ΔCO/ΔO2比值大于0.4时，此时监测区域出现异常，检测气体增加C2H4、C2H6、C2H2，老空区、巷帮及采空区分别采取日检、班检和班检的形式，形成危险区域“时空−分级−适配”监测方法。
4）针对多分层采空区特厚遗煤自然发火预防，综合分析多分层开采立体漏风特点、采空区遗煤分布以及最小推进速度，提出了“立体封堵、分段隔离、区域注氮”的预防措施，工作面进回风侧CO为0，未出现异常；针对灾变情况，依据隔热控气的原理，形成溯源控漏、减量稀释、定向疏排的气体应急控制技术，保障了1110工作面的顺利启封。
-
![]()
图 4 粒径、渗透率和孔隙率的拟合关系
Figure 4. Fitting relationship between particle size, permeability and porosity
![]()
图 6 矸石山内部氧气浓度分布规律
Figure 6. Distribution pattern of oxygen concentration inside the gangue hill
![]()
图 11 矸石山斜坡面测点布置示意
Figure 11. Layout diagram of measuring points on the slope surface of the gangue hill
![]()
图 12 空气渗流速度、渗透率验证效果
Figure 12. Validation effect diagram of air infiltration velocity and permeability
表 1 煤矸石试样的相似级配
Table 1 Similar grading of coal gangue samples
粒径/mm 相似级配/% ＞50 24 30～50 18 10～30 15 5～10 11 ＜5 32 
下载: 导出CSV
表 2 煤矸石压缩试验结果
Table 2 Compression test results of coal gangue
压力/kPa 孔隙比/% 孔隙率/% 压缩系数/MPa−1 0 56.3 36.0 — 200 54.9 35.4 0.070 400 53.6 34.9 0.064 600 52.4 34.4 0.057 800 51.4 33.9 0.052 1000 50.4 33.5 0.047 1200 49.6 33.2 0.043 1400 48.8 32.8 0.042 1600 48.0 32.5 0.036 1800 47.3 32.1 0.035 2000 46.7 31.8 0.033
下载: 导出CSV
表 3 斜坡面不同位置的孔隙率
Table 3 Porosity at different heights of sloped surfaces
高度/m 不同深度下煤矸石散体孔隙率/% 1 m 3 m 5 m 7 m 10 m 16 m 1 37.3 36.2 35.9 35.7 35.6 35.5 3 35.9 32.3 39.0 31 29.4 28.8 5 35.5 35.0 28.1 26.6 25.3 24.0 7 35.3 29.5 26.3 24.4 22.5 26.0 10 35.1 28.6 24.7 22.2 19.7 17.0 16 34.9 27.8 23.0 19.8 16.5 12.9
下载: 导出CSV
表 4 孔隙率和渗透率的计算结果
Table 4 Calculation results of porosity and permeability
粒径/
mm进口压力/
MPa出口压力/
MPa流量/
(10−5·m3·s−1)孔隙率/
%渗透率/
(10−15 m2)0～2.5 0.60 0.10 27.78 7.62 0.10 2.5～5 0.52 0.10 27.78 10.34 0.14 5～7.5 0.45 0.10 27.78 14.31 0.19 7.5～10 0.43 0.10 27.78 16.45 0.21 10～12.5 0.38 0.10 27.78 19.43 0.26 12.5～15 0.37 0.10 27.78 21.58 0.28 15～17.5 0.35 0.10 27.78 22.99 0.32 17.5～20 0.32 0.10 27.78 24.83 0.39 20～22.5 0.30 0.10 27.78 26.03 0.45 22.5～25 0.29 0.10 27.78 26.67 0.49
下载: 导出CSV
表 5 数值模拟参数
Table 5 Numerical simulation parameters
参数 数值 参数 数值 空气密度ρg/(kg·m−3） 1.43 风速v0/(m·s−1) 2 煤矸石密度ρs/(kg·m−3) 2436 氧气体积分数c0/% 21 初始孔隙率e/% 40 大气压Pa/kPa 101.325 初始渗透率k/m2 1.37×10−9 环境温度T/K 293 黄土孔隙率el/% 10 空气动力黏滞系数μ/(kg·m−1·s−1) 1.8×10−5 黄土比热容Cl/(J·kg−1·K−1) 1696 时间步长Δt/s 259200 黄土密度ρl/(kg·m−3） 1600 时步数S 60
下载: 导出CSV
表 6 现场渗流试验参数值
Table 6 On site seepage experimental parameter values
位点 d/m h/m TL/℃ T0/℃ ρ/(kg·m−3) v0/(m·s−1) vm/(m·s−1) θ0/(°) θm/(°) Z/m t/s 5-2 0.8 2.4 29 24.2 1.0260 2.1 3.1 38.9 36.8 15.0 8.2 5-3 1.3 2.0 31.5 24.8 1.0239 1.8 3.1 39.1 37.2 15.0 10.8 8-3 1.3 3.4 35.4 25 1.0232 1.6 3.5 38.7 37.8 14.8 30.4 8-4 1.8 2.9 36.1 25.3 1.0222 1.8 3.5 39 37.9 15.0 39.2 11-5 2.3 4.2 44.8 26.5 1.0215 1.8 3.9 37.9 37.5 15.1 84.5 14-5 2.3 5.8 49.2 28.9 1.0167 1.9 3.7 38.5 37.5 15.0 130.4
下载: 导出CSV
-
[1] 肖 武,任 河,赵艳玲,等. 无人机遥感支持下的煤矸石山自燃监测与预警[J]. 煤炭科学技术,2023,51(2):412−421. doi: 10.3321/j.issn:0253-9993.2009.04.017 XIAO Wu,REN He,ZHAO Yanling,et al. Monitoring and early warning the spontaneous combustion of coal waste dumps supported by unmanned aerial vehicle remote sensing[J]. Coal Science and Technology,2023,51(2):412−421. doi: 10.3321/j.issn:0253-9993.2009.04.017
[2] 边炳鑫,解 强,赵由才,等. 煤系固体废物资源化技术[M]. 北京:化学工业出版社,2005. [3] LIANG Y C,LIANG H D,ZHU S Q. Mercury emission from spontaneously ignited coal gangue hill in Wuda Coalfield,Inner Mongolia,China[J]. Fuel,2016,182:525−530. doi: 10.1016/j.fuel.2016.05.092
[4] 薛 刚. 大柳塔煤矿排矸场综合一体化火区治理方法[J]. 煤炭科学技术,2022,50(S1):159−167. XUE Gang. Comprehensive integrated fire area treatment method of wastedump in Daliuta Coal Mine[J]. Coal Science and Technology,2022,50(S1):159−167.
[5] 李建华,陈 涛,杨木林. 排矸方式对矸石山稳定性的研究[J]. 煤炭科学技术,2022,50(3):308−315. LI Jianhua,CHEN Tao,YANG Mulin. Study on stability of gangue mountain in discharging method[J]. Coal Science and Technology,2022,50(3):308−315.
[6] 李舒伶,高建科. 煤矸石山自然发火数学模型在红阳三矿新砰石山自燃防治中的应用[J]. 中国安全科学学报,2003,13(2):31−33,87. doi: 10.3969/j.issn.1003-3033.2003.02.009 LI Shuling,GAO Jianke. Application of mathematical model for spontaneous combustion of coal gangue dump in new gangue dump site of #3 Hongyang Mine[J]. China Safety Science Journal,2003,13(2):31−33,87. doi: 10.3969/j.issn.1003-3033.2003.02.009
[7] 贾宝山. 煤矸石山自然发火数学模型及防治技术研究[D]. 阜新:辽宁工程技术大学,2002. JIA Baoshan. Study on mathematical model of spontaneous combustion and its prevention and harness technology of coal gangue dump[D]. Fuxin:Liaoning Technical University,2002.
[8] 郁邦永,潘书才,魏建军,等. 承压饱和破碎岩石颗粒破碎及渗透率演化特征研究[J]. 采矿与安全工程学报,2020,37(3):632−638. YU Bangyong,PAN Shucai,WEI Jianjun,et al. Particle crushing and permeability evolution of saturated broken rock under compaction[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2020,37(3):632−638.
[9] 张天军,尚宏波,李树刚,等. 分级加载下破碎砂岩渗透特性试验及其稳定性分析[J]. 煤炭学报,2016,41(5):1129−1136. ZHANG Tianjun,SHANG Hongbo,LI Shugang,et al. Permeability characteristics of broken sandstone and its stability analysis under step loading[J]. Journal of China Coal Society,2016,41(5):1129−1136.
[10] 余明高,晁江坤,褚廷湘,等. 承压破碎煤体渗透特性参数演化实验研究[J]. 煤炭学报,2017,42(4):916−922. YU Minggao,CHAO Jiangkun,CHU Tingxiang,et al. Experimental study on permeability parameter evolution of pressure-bear broken coal[J]. Journal of China Coal Society,2017,42(4):916−922.
[11] 尚宏波,靳德武,张天军,等. 三轴应力作用下破碎煤体渗透特性演化规律[J]. 煤炭学报,2019,44(4):1066−1075. SHANG Hongbo,JIN Dewu,ZHANG Tianjun,et al. Permeability evolution of broken coal under triaxial stress[J]. Journal of China Coal Society,2019,44(4):1066−1075.
[12] 余 为,李 强,黄 伟,等. 破碎岩体中的气体渗流规律研究[J]. 燕山大学学报,2007,31(4):317−321. doi: 10.3969/j.issn.1007-791X.2007.04.009 YU Wei,LI Qiang,HUANG Wei,et al. Study on the laws of gas flow in over-broken rock mass[J]. Journal of Yanshan University,2007,31(4):317−321. doi: 10.3969/j.issn.1007-791X.2007.04.009
[13] 司俊鸿,程根银,朱建芳,等. 采空区非均质多孔介质渗透特性三维建模及应用[J]. 煤炭科学技术,2019,47(5):220−224. SI Junhong,CHENG Genyin,ZHU Jianfang,et al. Three-dimensional modeling and application of permeability characteristics of heterogeneous porous media in goaf[J]. Coal Science and Technology,2019,47(5):220−224.
[14] 苏付义. 围限压力下煤岩孔隙度的变化特征及应用[J]. 煤田地质与勘探,1994,22(3):27−31. SU Fuyi. Variation characteristics and application of coal porosity under confining pressure[J]. Coal Geology & Exploration,1994,22(3):27−31.
[15] 李舒伶,高建科. 煤矸石山自然发火数学模型在红阳三矿新矸石山自燃防治中的应用[J]. 中国安全科学学报,2003,13(2):25−27. doi: 10.3969/j.issn.1003-3033.2003.02.007 LI Shuling,GAO Jianke. Application of mathematical model for spontaneous combustion of coal gangue dump in new gangue dump site of #3 Hongyang Mine[J]. China Safety Science Journal,2003,13(2):25−27. doi: 10.3969/j.issn.1003-3033.2003.02.007
[16] 裴晓东,张人伟,杜高举,等. 新建煤矿矸石山自然发火的数学模型及其模拟分析[J]. 矿业安全与环保,2009,36(4):11−13,16,91. doi: 10.3969/j.issn.1008-4495.2009.04.004 PEI Xiaodong,ZHANG Renwei,DU Gaoju,et al. Mathematical model for spontaneous combustion of waste dump and its simulation analysis in Xinjian coal mine[J]. Mining Safety & Environmental Protection,2009,36(4):11−13,16,91. doi: 10.3969/j.issn.1008-4495.2009.04.004
[17] 段玉龙,周心权,余明高,等. 矸石山自燃程度和爆炸的关联分析[J]. 煤炭学报,2009,34(4):514−519. DUAN Yulong,ZHOU Xinquan,YU Minggao,et al. The relations between spontaneous combustion degree and explosions of gangue dump[J]. Journal of China Coal Society,2009,34(4):514−519.
[18] 张 凯,郭俊廷,滕 腾. 弱胶结砂质泥岩注水软化与渗流特性试验研究:以神东矿区为例[J]. 煤炭科学技术,2022,50(2):195−201. ZHANG Kai,GUO Junting,TENG Teng. Experimental study on water-softening and seepage characteristics of weakly cemented sandy mudstone:taking Shendong Coal Mining Area as an example[J]. Coal Science and Technology,2022,50(2):195−201.
[19] 王 刚,李艳青,刘世民,等. 微观等效毛管束下液体初始渗流特性的可视化研究[J]. 煤炭科学技术,2022,50(2):147−153. WANG Gang,LI Yanqing,LIU Shimin,et al. Visualized experimental study on initial seepage characteristics of liquid under micro-equivalent tube bundle[J]. Coal Science and Technology,2022,50(2):147−153.
[20] 张培森,侯季群,赵成业,等. 不同应力状态下底板岩体渗流特性分析研究[J]. 煤炭科学技术,2022,50(1):127−133. doi: 10.3969/j.issn.0253-2336.2022.1.mtkxjs202201011 ZHANG Peisen,HOU Jiqun,ZHAO Chengye,et al. Analysis and study on seepage characteristics of floor rock mass under different stress states[J]. Coal Science and Technology,2022,50(1):127−133. doi: 10.3969/j.issn.0253-2336.2022.1.mtkxjs202201011
[21] PERERA M S A,RANJITH P G,CHOI S K,et al. Numerical simulation of gas flow through porous sandstone and its experimental validation[J]. Fuel,2011,90(2):547−554. doi: 10.1016/j.fuel.2010.09.029
[22] 李志强,鲜学福,隆晴明. 不同温度应力条件下煤体渗透率实验研究[J]. 中国矿业大学学报,2009,38(4):523−527. doi: 10.3321/j.issn:1000-1964.2009.04.012 LI Zhiqiang,XIAN Xuefu,LONG Qingming. Experiment study of coal permeability under different temperature and stress[J]. Journal of China University of Mining & Technology,2009,38(4):523−527. doi: 10.3321/j.issn:1000-1964.2009.04.012
[23] COLÓN C F J,OELKERS E H,SCHOTT J. Experimental investigation of the effect of dissolution on sandstone permeability,porosity,and reactive surface area[J]. Geochimica et Cosmochimica Acta,2004,68(4):805−817. doi: 10.1016/j.gca.2003.06.002
[24] 高建良,刘佳佳,张学博. 采空区渗透率对瓦斯运移影响的模拟研究[J]. 中国安全科学学报,2010,20(9):9−14. doi: 10.3969/j.issn.1003-3033.2010.09.002 GAO Jianliang,LIU Jiajia,ZHANG Xuebo. Simulation study on the influence of permeability on gas migration in gob[J]. China Safety Science Journal (CSSJ),2010,20(9):9−14. doi: 10.3969/j.issn.1003-3033.2010.09.002
[25] 奥)薛定谔(A. E. Scheidegger)著,王鸿勋译. 多孔介质中的渗流物理[M]. 北京:石油工业出版社,1982.
计量
- 文章访问数: 66
- HTML全文浏览量: 9
- PDF下载量: 33
