采空区瓦斯与煤自燃协同防控关键参数研究*

刘振岭，文　虎，刘　洁，王伟峰，林海飞

(1.西安科技大学 安全科学与工程学院，陕西 西安 710054；2.中国石化长城能源化工有限公司；北京 100045；3.西安科技大学 期刊中心，陕西 西安 710054)



采空区瓦斯与煤自燃协同防控关键参数研究*

刘振岭1,2，文虎1，刘洁3，王伟峰1，林海飞1

(1.西安科技大学 安全科学与工程学院，陕西 西安 710054；2.中国石化长城能源化工有限公司；北京 100045；3.西安科技大学 期刊中心，陕西 西安 710054)

采空区瓦斯抽采与煤自燃防控相互影响，工作面配风量、抽采负压和高抽巷位置等参数影响了采空区自燃危险区域范围。通过在天池矿301工作面采空区内布置监测点并分析气体变化，确定了采空区瓦斯与煤自燃灾害协同防控的关键区域。结合瓦斯抽采和采空区煤自燃的耦合作用机制，采用数值模拟和现场实测方法确定了工作面配风量、高抽巷位置以及推进度等主要关键参数。研究结果表明：当工作面配风量为3 000～3 500 m3/min，推进度为1.39～6.84 m/d，高抽巷与顶板垂距为30 m，与回风巷平距为25 m，抽采负压为14.5～17.5 kPa时，既能确保抽采效果，也可有效地防止采空区煤自燃。

瓦斯；煤自燃；配风量；高抽巷；推进度

0　引　言

采空区瓦斯和煤层自燃事故严重制约了煤矿安全高效开采。煤层中瓦斯的含量是影响瓦斯灾害的重要原因[1]。特别是煤层瓦斯含量高和煤层自燃灾害严重时，对于矿井生产以及人员安全构成了双重威胁[2-4]。矿井瓦斯和煤自燃共生灾害相互影响体现在：瓦斯抽采会导致破裂煤体和采空区漏风，容易引起煤自燃，而煤自燃火源又可能导致瓦斯爆炸，同时成为矿井生产的巨大危险源；黄泥灌浆、注胶等封堵采空区煤体裂隙可有效减少采空区漏风，但影响瓦斯抽采效果[5-6]。因此，确定合理的采空区瓦斯与煤自燃共生灾害协同防控的关键技术参数，是解决高瓦斯矿井安全生产的重要技术难题[7]。

天池矿主采的15#煤层301综采工作面瓦斯含量达12.3 m3/t，煤层平均厚度5.1 m，且自燃倾向性高，实验最短自然发火期仅为52 d[8]。长期以来，采空区瓦斯与煤自燃灾害共生共存，近距离煤层相互影响，瓦斯涌出和采空区漏风规律复杂多变。在煤自燃防治和瓦斯灾害治理中往往顾此失彼，或未作用在有效区域，不能对灾害有效的防控。因此，以天池矿301工作面为研究对象，确定采空区瓦斯与煤自燃防治关键区域及协同防控参数，对实现天池矿井的安全生产具有重要意义。

1　采空区瓦斯与煤自燃协同防控区域

1.1观测方法

为了掌握随着工作面推进采空区内气体分布规律，沿301工作面进风侧下帮、回风顺上帮各预埋50.8 mm钢管200 m，钢管内各布置单芯束管3条、温度传感器及传输电缆3套，测点间隔50 m，共埋设监测点6个。为防止采空区积水堵塞束管，每个探头抬高1 m以上，束管外套50.8 mm钢管，探头外套76.2 mm钢管进行保护，温度传感器埋入钢管中与束管进气口平齐，引线从50.8 mm的钢管内拉出。各监测点均利用束管监测系统抽取气样，分析的气体成分为O2，CO，CO2，及CH4等烃类气体。

1.2观测结果与关键区域确定

用Surfer 8.0软件将氧浓度随测点深入采空区深度绘成曲线，同时，将瓦斯浓度随测点深入采空区的深度绘成曲线。以氧浓度法[9-10]划分采空区自燃“三带”(根据天池矿煤自燃极限参数值，散热带为≥18%；氧化升温带为8%～18%；窒息带为<8%)，以瓦斯浓度法[11]划分采空区瓦斯灾害区域(<5%，>16%；5%～16%，且氧气浓度≥12%)。将现场实际观测的氧浓度和瓦斯浓度分布等值线图叠加，对301工作面采空区瓦斯与煤自燃灾害协同防治重点区域进行划分，如图1所示。

图1　采空区瓦斯与煤自燃协同防治区域划分图Fig.1　Gas and coal spontaneous combustion the coordination prevention region in goaf

如图1所示，采空区瓦斯与煤自燃灾害防治重点区域为进风侧(85～120 m)，回风侧(58～63 m)，工作面中部(45～140 m)。该区域即为瓦斯与煤自燃灾害防治重点，瓦斯抽放和抑制煤自然发火提供依据。

2　采空区瓦斯与煤自燃协同防治关键参数

结合矿井实际条件，考虑301工作面瓦斯主要来源于上邻近煤层垮落到采空区的煤体。因此，选用“控制漏风、合理配风以及高抽巷抽采技术”治理采空区瓦斯。利用数值软件fluent对301工作面采空区瓦斯抽采过程进行模拟，确定采空区气体浓度场分布特征，得到上隅角位置瓦斯浓度以及采空区氧化带宽度等特征参数。

2.1进风量确定

将进风巷风量设定为2 500，3 000，3 400，4 000 m3/min，得到不同风量条件下高抽巷抽采口、上隅角瓦斯浓度、氧化带范围变化见表2.

从表1可以看出，当风量增大时，高抽巷抽采口的瓦斯浓度逐渐降低，当风量从2 500 m3/min增大至4 000 m3/min，高抽巷抽采口瓦斯浓度从28.2%降低至18.9%.当抽采混合量一定时，进风巷风量小，高抽巷抽采浓度较高。同时，随风量增大，上隅角附近瓦斯浓度也逐渐降低。当风量从2 500 m3/min增大至3 500 m3/min时，上隅角附近瓦斯浓度下降最明显，浓度从1.3%降低至0.5%.当风量继续增大时，上隅角附近瓦斯浓度降低幅度减小。一方面，适当增加工作面风量防止上隅角瓦斯积聚，但当风量增加超过一定限度，这种效果将减弱。另一方面，当工作面风量增加时，采空区漏风强度增加，使得采空区高浓度的瓦斯被带到工作面，导致采空区瓦斯涌出量增加。因此，仅仅以增加工作面风量降低工作面回风流瓦斯是有一定局限性。同时，氧化升温带宽度随着风量增大而增大。当风量从2 500 m3/min增大到3 500 m3/min时，氧化升温带宽度变化速率较小，当风量从3 500 m3/min增大至4 000 m3/min过程中，氧化升温带宽增加速率变化较大。当进风巷风量较小时，有利于防止采空区煤自燃。

表1　不同配风量条件下模拟结果

2.2高抽巷与煤层顶板垂距的确定

设定高抽巷与煤层顶板垂距为25，30，35，40 m(高抽巷与煤层顶板垂距和采高之比分别为H1=1∶5,H2=1∶6，H3=1∶7及H4=1∶8)；同时，设定其与回风巷平距，分别是L1=15 m，L2=25 m，L3=35 m.得到不同垂距条件下高抽巷抽采口、上隅角瓦斯浓度、氧化带范围变化见表2.

表2　不同垂距时模拟结果

从表2可以看出，当高抽巷布置层位垂距逐渐增大时，高抽巷抽采瓦斯浓度增大，随着垂距增大，上隅角附近的瓦斯浓度逐渐降低。这说明垂距增大时，高抽巷可从采空区内抽出的瓦斯量大。同时，当垂距从35 m到40 m，上隅角瓦斯浓度变化较小。说明高抽巷垂距超过一定高度时，高抽巷抽采对上隅角处瓦斯浓度影响较小。随着垂距逐渐增大，采空区氧化升温带的宽度随之而增大。当垂距在25～35 m之间变化时，氧化升温带宽度的增加趋势比较平缓，当垂距超过35 m直至更高时，氧化升温带宽度有较大幅度增加。

2.3高抽巷与回风巷平距

保持垂距H=30 m不变，平距L分别为15，25，35 m时，得到不同平距条件下高抽巷抽采口、上隅角瓦斯浓度、氧化带范围变化见表3.

从表3可以看出，当平距L=25 m时，高抽巷从采空区抽出瓦斯浓度达到最大。应用采场覆岩“O”形圈理论[12]可解释为：当平距L=15 m时，由于高抽巷靠近回风巷一侧的采空区边界，此时离层率较低；当平距增大至25 m时，离层率也在增大，使得此时的瓦斯抽采效果最理想；而当平距继续增大至35 m时，由于高抽巷逐渐靠近采空区中部的重新压实区，使得离层率降低；同时，由于高抽巷在水平方向上远离工作面回风巷时，高抽巷位置处在采空区漏风流汇集通道之外，无法充分抽入漏风流携带的高浓度瓦斯气体，导致瓦斯抽采效果不理想。在不同平距条件下，高抽巷抽采对工作面及上隅角瓦斯的影响。当平距为25 m时，出现氧化升温带的采空区起始距离比平距为15 m和35 m时大，而最远距离比平距为15 m和35 m时小；平距分别为15 m和35 m时两者间基本一致，没有很大的变化。这说明当高抽巷布置在水平距离在30 m附近时，使得采空区漏风流更加深入采空区深部方向，从而出现氧化升温带的采空区起始距离比平距为15 m和35 m时大。另外，当平距L=25 m时，由于高抽巷靠近回风巷一侧的采空区边界，离层率较低；在平距增大至25 m过程中，离层率增大；而当平距继续增大至35 m时，由于高抽巷逐渐靠近采空区中部的重新压实区，使得离层率再次降低了。同时，当平距L为15 m和35 m时，氧化升温带的宽度均大于平距为25 m时的氧化升温带宽度。因此，平距25 m时高抽巷抽采对采空区遗煤自燃影响最小。

表3　不同平距时模拟结果

2.4高抽巷抽采负压

为了确定高抽巷合理抽采负压，当工作面推进到300～650 m范围内，高抽巷层位变化不大，因此，可用此段相关数据来分析高抽巷的合理抽采负压，图2为抽采负压与抽采混合流量的关系。

图2　抽采负压与抽采混合流量的关系Fig.2　Relations between suction drainage pressure and drainage mixed flow

将图2中的离散点拟合可知，二者关系如式(1)

Q=103.49e(0.022 2P).

(1)

图3　抽采负压与抽采浓度及CO浓度的关系Fig.3　Relations between suction drainage pressure and concentration of CO

图4　抽采负压与抽采瓦斯量及CO量的关系Fig.4　Suction drainage pressure relationship with the drainage amount of gas and the concentration of CO

图3，4为高抽巷抽采负压与高抽巷中瓦斯和CO的关系，两图中各有2条趋势线，图3中分别是瓦斯浓度和CO浓度与抽采负压的关系，图4分别为高抽巷中瓦斯纯量与CO纯量与抽采负压的关系，这两条趋势线均有一个交点，可以认为交点所对应的抽采负压为合理抽采负压。图3中所对应的抽采负压为14.5 kPa，图4中所对应的抽采负压为17.5 kPa.因此，确定高抽巷合理抽采负压为14.5～17.5 kPa.

2.5工作面推进距离

根据煤层最短自然发火期τmin和工作面推进速度v0，可计算出工作面在最短自然发火期内的推进距离L0，即L0=τmin×v0[12].

采空区内氧化升温带长度L小于L0的区域，浮煤不会发生自燃。氧化升温带长度大于L0的区域，浮煤有可能发生自燃。根据采空区氧化升温带长度(75 m)和煤层实际最短自然发火期(54 d)，可推算出工作面最小推进速度位1.39 m/d.

图5为301工作面产量风量比与上隅角瓦斯浓度关系，对工作面产量风量比及上隅角瓦斯浓度进行多项式拟合，得到产量风量比与上隅角瓦斯浓度关系的拟合公式为

y= 0.235 4x+ 0.170 3(R2=0.310 4).

(2)

式中x为产量风量比值；y为上隅角瓦斯浓度，%.

图5　工作面产量风量比与上隅角瓦斯浓度关系Fig.5　Relations between Yield and Air Volume ratio of workface and concentration of gas in upper corner

当301工作面上隅角瓦斯浓度为0.8%时，根据拟合公式计算得到产量风量比为2.67；按工作面平均风量为3 300 m3/min，则计算得到产量为3 300×2.67=88 110 t/d，日推进度为

式中W为日产量，t；L为工作面长度，取176m；h为工作面高度，取5.1m；γ为煤的容重，取1.48t/m3；c为回采率，取97%.

当301工作面日推进度超过6.84m时，上隅角瓦斯浓度超过0.8%，影响工作面的安全生产，工作面的安全生产日推进度必须小于6.84m.因此，工作面安全推进度应为1.39～6.84m/d.

3　结　论

1)通过采空区气体采样得出301工作面采空区瓦斯与煤自燃灾害协同防治重点区域为进风侧(85～120m)，回风侧(58～63m)，工作面中部(45～140m)；

2)利用数值分析得到301工作面合理配风量为3 000～3 500m3/min，安全推进度为1.39～6.84m/d；

3)采空区瓦斯抽采时高抽巷与顶板垂距为30m，与回风巷平距为25m，抽采负压为14.5～17.5kPa时，既能有效地抽出高浓度瓦斯，确保上隅角瓦斯浓度不超限，也能有效地预防采空区煤自燃。

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Parametric research of the coordination prevention technology of methane and coal self-heating in goaf of close distance coal seams

LIU Zhen-ling1,2，WEN Hu1，LIU Jie3，WANG Wei-feng1，LIN Hai-fei1

(1.CollegeofSafetyScienceandEngineering，Xi’anUniversityofScienceandTechnology，Xi’an710054,China; 2.ChinaPetrochemicalGreatWallEnergyChemicalCo.,Ltd.，Beijing100045,China；3.PeriodicalCenter，Xi’anUniversityofScienceandTechnology，Xi’an710054，China)

It is interacted with gas drainage and prevention and control of coal spontaneous combustion in gob.Coal spontaneous combustion danger zone is influenced by the parameters such as air flow，suction drainage pressure and position of high extraction roadway.Taking Tianchi coal mine 301 working face as case，through arranged monitoring points in gob and analyzed gas concentration，the key zone of the coordination prevention was determined between the disaster of methane and coal spontaneous combustion.Combined gas extraction and coal spontaneous combustion coupling mechanism，the main technical parameters including air volume，position of high drainage roadway and mining rate were determined by the mean of numerical simulation and field measurement.The property parameters such as air volume (3 000～3 500 m3/min)，advance speed (1.39～6.84 m/d)，distance between drainage roadway and roof (30 m)，distance between drainage roadway and air return way (25 m) and drainage pressure (14.5～17.5 kPa) could not only insure drainage effect，but also prevent the coal spontaneous combustion effectively in gob.

methane；coal spontaneous combustion；air volume；high level suction roadway；advance speed

10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2016.0402

1672-9315(2016)04-0457-06

2016-04-10责任编辑：杨忠民

国家自然科学基金(51504186)；陕西省教育厅科研专项(14JK1477)；西安科技大学教改专项(JG14094)

刘振岭(1974-)，男，河北故城人，博士研究生，高级工程师，E-mail：LZL9498@126.com

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