綜放條件下采空區瓦斯與氮氣置換 技術研究與應用

李 杰

(1.煤科集團沈陽研究院有限公司，遼寧 撫順 113122；2.煤礦安全技術國家重點實驗室，遼寧 撫順 113122)

綜采放頂煤開采技術是我國煤礦高產高效的重要技術手段和煤礦開采技術的重要發展方向，對于特厚煤層來說，更是如此。目前，多數煤礦采用留設較大的煤柱(20～40m)以保護回采巷道，這些煤柱不僅不能回收，造成資源浪費，護巷煤柱還處于應力升高區，在回采工作面超前壓力作用下，通常會發生底鼓、片幫、巷道變形等現象，不但巷道需要經常維護，還可能引發冒頂、沖擊地壓等造成人員傷亡的重大災害事故[1，2]。很多學者研究出小煤柱沿空掘巷、沿空留巷等節約資源、高效回收的典型布置形式，在我國煤礦回采巷道中得到廣泛使用[3-9]。放頂煤易燃工作面采空區是最主要的災害源之一，災害形式主要為煤自燃及瓦斯超限引起的瓦斯事故[10]，研究表明：高瓦斯涌出礦井，采空區深部瓦斯涌出影響是強勢的，高瓦斯涌出切實抑制了大面積采空區的自燃氧化，使自燃氧化區和自燃高溫區的范圍縮小[11]，有利于采空區防滅火管理，但高濃度瓦斯聚集卻存在上隅角瓦斯超限、采空區瓦斯爆炸的重大安全隱患；單純的采空區瓦斯抽采會造成采空區漏風量增加，采空區供氧量增大，加速遺煤氧化，對采空區防滅火工作面十分不利；小煤柱工作面鄰空側煤柱密閉性差，在回采期間負壓作用下必然引起采空區氣體外泄，威脅工作面安全生產。因此關于如何保障小煤柱工作面鄰空側巷道安全掘進方面的研究十分必要。

1 礦井概況

山西塔山煤礦設計生產能力為15Mt/a，采用綜采放頂煤開采石炭二疊系3-5號煤層，平均煤層厚度為16m，煤層賦存穩定，屬自燃煤層，8204綜放工作面位于二盤區東部，與8202和8206采空區相鄰，西北部與F13810斷層相鄰，受斷層影響該礦工作面傾向長度由正常的240m縮短為151m，走向長度為870m，如圖1所示。

圖1 置換工藝布置圖

為提高工作面回收率，節約礦井資源，決定在8204工作面試驗特厚放頂煤工作面小煤柱沿空掘巷技術，經論證，5204回風巷與8206采空區留設6m小煤柱沿空掘進。正常情況下，小煤柱留設在應力降低區，該區域煤體整體性遭受破壞，以破碎、塑性狀態存在，密閉性較差。5204回風巷掘進過程采用壓入式通風，與其相鄰的8206采空區會漏入大量新鮮風流，而回采過程中采用負壓通風，在工作面回采超前應力作用下小煤柱整體性遭到二次破壞，8206采空區內有害氣體必然通過8204采空區、小煤柱流出，造成上隅角瓦斯超限、低氧等事故，甚至可能造成工作面瓦斯爆炸；不僅如此，這種類“呼吸”作用，有可能造成采空區遺煤自燃，發生火災事故，對采空區防滅火工作極為不利[12-14]。研究表明：采空區內氣體存在較明顯分層現象，瓦斯濃度自上至下整體呈下降趨勢，在采空區上部形成瓦斯富集區，采空區作為一種多孔塊體，內部氣體能夠自由流動，利用抽采設備能夠引流高濃度瓦斯。隨著鉆進設備的發展，我國瓦斯抽采技術得到長足進步，地面鉆孔抽采卸壓瓦斯[15]、高低位鉆孔立體抽采[16]、走向高位長鉆孔[17]，高抽巷[18]、地面L型鉆孔[19]等技術在高瓦斯礦井得到成功應用；但受到煤礦特殊工作環境的限制，井下鉆孔一次成孔直徑一般小于108mm，多用于低流量、高濃度預抽煤體瓦斯，對于密閉采空區瓦斯多選用大孔徑、高流量、低濃度抽采。目前，采空區防滅火技術主要采用降低采空區氧氣濃度或隔絕可燃物的方式，如井下注入液態CO2、惰性氣體、三相泡沫、粉煤灰漿液等，在惰性氣體中，氮氣作為一種無毒、化學性質穩定、成本低廉、獲取方便的氣體，近年來在煤礦防滅火領域得到廣泛應用[20-25]。如上文分析，單純瓦斯抽采會產生采空區煤炭自燃的隱患，若采用惰性氣體將采空區有害氣體置換，能夠徹底消除危險源，將威脅區域轉化為相對本質安全區域，保障工作面采掘作業的安全，考慮礦井抽采、注氮系統布置情況，瓦斯、氮氣、空氣的重力特性等因素，決定采用地面鉆孔抽采、井下注氮置換8206采空有害氣體。

2 地面瓦斯抽采與氮氣置換技術

工作面頂板垮落后垂直方向形成“三帶”，瓦斯濃度自上而下逐漸降低，能否引流高濃度瓦斯是采取置換技術成功與否的關鍵，裂隙帶距采空區有一定高度，基本不受采空區漏風因素影響，且巖層裂隙發育，便于瓦斯氣體賦存，理論上來講裂隙帶是地面鉆孔引流采空區瓦斯的最佳位置。研究表明：微地震現象是巖體破壞失穩發生前給出的重要信息，礦山采場及巷道圍巖破壞前后發生的微震，屬于礦體—圍巖系統在其力學平衡狀態被破壞并且釋放出大于消耗能量的瞬間震動。每次能量的突然釋放均伴隨應力平衡狀態的破壞，同時從物理破壞點(震源)向外傳播地震波[26]，微地震監測能夠揭示的采場圍巖空間破裂形態[27]。該礦綜放面圍巖運動微地震監測成果如圖2所示，由圖2可判定，高位破裂帶高度為145～75m，低位破裂帶高度為30～75m，結合鄰近礦井相關研究資料[28]，判定該礦裂隙帶高度為80～140m。

圖2 微震監測效果圖

根據礦井實踐經驗地面鉆孔有效影響半徑取75m，選擇在距離8206工作面終采線350m、500m處施工1號、2號兩個地面鉆孔抽采8206采空區瓦斯，受地面鉆孔施工場地、施工成本等因素限制，終采線附近250m未布置地面抽采鉆孔，如圖1所示。鉆孔開孔直徑425mm，套管直徑311mm，裸孔深度約為450m(至煤層底板)，套管長度約為300m(距離煤層底板150m)，地面鉆孔通過巖層裂隙抽采高濃度瓦斯。地面抽采系統選用臨時抽采泵站配備的2臺2BEC40型水環真空泵，每臺額定抽采量100m3/min；原2206進風巷利用井下移動制氮車四臺，2用2備，每臺額定制氮量為500m3/h，通過預埋108mm管路注氮，原5206回風巷利用地面二風井制氮機四臺，2用2備，每臺額定制氮量為3200m3/h，通過預埋108mm管路注氮，5204回風巷掘進期間鋪設159mm注氮管路利用地面二風井制氮機注氮，每10m施工一個108mm鉆孔向8206采空區注氮，通過繞道內控制閥門控制抽采管路抽采量，抽注比為1∶1.2。

3 效果考察

通過對8206老采空區瓦斯1、2號鉆孔抽采及井下注氮數據整理，得出注氮速率、抽采速率、抽采濃度隨時間變化關系曲線，如圖3所示。從圖3可以看出，抽注比基本控制在1.2左右，保證了注氮率大于抽采率的要求，初期注氮率維持在3300m3/h左右，后期注氮率維持在2500m3/h左右，抽采濃度整體呈現下降趨勢，究其原因是地面鉆孔利用裂隙帶抽采高濃度瓦斯，使得采空區內瓦斯賦存總量降低，氮氣的注入總量大于抽采量使得采空區內氣體總量增加，瓦斯濃度下降。從5月25日至6月15日數據可以看出瓦斯抽采濃度整體呈現隨注氮量增加而升高的趨勢，可以驗證采空區是一個相對封閉空間，內部氣體流動性較差，呈分層現象，注入氮氣對上部瓦斯氣體具有擠壓作用，有利于瓦斯抽采工作。通過檢測孔對采空區內瓦斯濃度進行檢測，繪制采空區濃度隨時間變化關系曲線，如圖4所示。

圖3 注氮速率、抽采速率、抽采濃度變化關系曲線

圖4 采空區氣體濃度變化關系曲線

由于目前技術條件無法對采空區內實際空間進行測試，對采空區內部空間只能通過假設簡化估算，采空區工作面長度s=230m，煤層厚度h=16m，巷道長度l=730m，巖石充填系數k1=0.8，平均注氮率q1=2500m3/h，平均抽采率q2=2050m3/h，安全系數1.5，估算理論置換時間t=s×h×l×k1×(q1-q2)×2=54d，即置換工作施工54d以后近似認為密閉墻觀察孔瓦斯濃度測試數據為采空區內瓦斯濃度。由圖上可以看出，未采取注氮措施前，采空區瓦斯濃度約為6%，CO濃度為16×10-6，注氮措施實施后，采空區內瓦斯濃度劇烈下降，出現該現象主要原因是檢測孔與一個注氮孔布置位置相近，新注入氮氣不可能快速均勻分布到采空區內，只能緩慢擠壓其他氣體通過采空區內巖石縫隙向地面鉆孔側運移。整體上看采空區瓦斯濃度隨著置換時間的增加呈現下降趨勢，5月2日以后采空區內瓦斯平均濃度為0.8%，CO濃度為6×10-6，與注氮置換前相比分別下降了86%，62%，置換效果明顯。工作面掘進及回采期間未發生8206采空區有害氣體大量外泄及采空區自燃事故。采空區瓦斯抽采后，注入氮氣占據了這部分氣體所占空間，減少了采空區供氧量，弱化了遺煤氧化作用，且氮氣本身是惰性氣體，能抑制煤體自燃，置換技術既能降低采空區瓦斯濃度，又能防止采空區自燃，成功解決了瓦斯與煤自燃雙重災害威脅。

4 結 論

1)氮氣置換瓦斯技術能夠成功解決了瓦斯與煤自燃雙重災害威脅。

2)利用氮氣置換采空區瓦斯使采空區內瓦斯濃度由6%下降到0.8%，降低了86%，CO濃度由16×10-6下降到6×10-6，降低了62%。

3)采空區有害氣體置換技術能夠保證大采高特厚煤層小煤柱工作面安全掘進，減少有害氣體外泄。

4)氮氣置換采空區瓦斯技術能將瓦斯、火災威脅區轉化為相對本質安全區，該技術適用于高瓦斯、自燃煤層小煤柱沿空掘進、采空區治理等工程。