近距離煤層聯合開采采空區自然發火規律及防治技術研究*

康健婷，王俊峰，劉春生，鄔劍明

(1.太原理工大學 礦業工程學院，山西 太原 030024； 2.山西靈石華苑煤業有限公司，山西 靈石 031302)

0 引言

在近距離煤層聯合開采的條件下，由于層間距小，受采動影響上下煤層采空區易形成漏風通道，加大了采空區遺煤自燃危險性和防治的技術難度[1-2]，煤的自燃將成為煤礦重大災害之一。我國在煤自然發火的基礎理論、預測預報和治理方面已經取得了豐富的經驗與成果，初步形成了理論及應用技術體系[3]。在煤自燃傾向性鑒定方面，主要采用以色譜動態吸氧法為主的煤自燃傾向性鑒定方法，同時提出了基于氧化動力學測定的煤自燃傾向性判定方法[4]；在煤自然發火期判定方面，主要采用統計比較法和類比法，以及煤最短自然發火期的試驗測試分析技術；在煤自然發火早期預測預報方面，形成了以CO及其派生指標C2H4，C2H2為主要指標，以鏈烷比和烯烷比以及溫度等為輔助指標的煤自然發火預測預報綜合指標體系，并提出了不同煤種自然發火標志氣體指標優選原則；在煤自然發火監測方面，基于氣相色譜分析的火災束管監測系統實現了井下氣樣就地檢測、數據實時上傳、早期預警，此外光纖測溫技術在采空區溫度監測方面也得到了應用[5]。在防滅火技術與裝備方面，主要有注漿防滅火、均壓防滅火、惰性氣體防滅火和阻化劑防滅火等。在近距離煤層防滅火的研究與應用主要集中在合理巷道布置與開采技術，如區段巷道垂直布置、上下工作面合理錯距、設定工作面最低推進速度等[6]；復合采空區遺煤分布、自然發火規律、自燃危險區域劃分及自燃預測、三維空間自燃“三帶”分布[7]，以及采空區防滅火措施，如向支架后部注漿、注阻燃劑、注液氮，均壓滅火、堵漏風和綜合防滅火[8]等。

本文系統研究了山西靈石華苑煤業9號和10號近距離自燃煤層聯合開采自然發火所涉及的煤層賦存與煤質特征、煤自燃特性與自燃標志氣體及指標優選、聯合開采工作面布置與開采參數、采空區漏風檢測、采空區氣體分布與自燃“三帶”劃分；給出并實施了束管監測預報、限定工作面最低推進速度、噴灑阻化劑、注氮防滅火和凝膠滅火等綜合防治技術措施，實現了安全生產，對類似條件有一定的參考價值與借鑒意義。

1 煤層特征

1.1 賦存特征

山西靈石華苑煤業位于山西省靈石縣兩渡鎮景家溝，礦井設計生產能力0.90 Mt/a，開采山西組9號和10號煤層，層間距4.35～6.21 m，平均5.28 m，屬近距離煤層。9號煤層厚0.92～1.4 m，平均1.12 m；直接頂K2石灰巖層厚5～8 m，平均6.88 m；底板泥巖和砂質泥巖層厚4.35～6.21 m，平均5.28 m。10號煤層厚3.45～4.75 m，平均4.23 m，其底板砂質泥巖和細粒砂巖層厚1.75～4.85 m，平均3.23 m。井田為一寬緩不對稱向斜，煤層傾角<10°，屬于構造簡單類型。

1.2 煤質特征

9號煤和10號煤的硬度系數為1.5～2，屬中硬煤，內生裂隙較發育，以亮煤和暗煤為主，鏡煤和絲炭次之，條帶狀結構，層狀構造。鏡質組以均質鏡質體和基質鏡質體為主，膠質鏡質體次之；絲質組以氧化絲質體為主；無機組分中，以黏土類為主，硫化物次之。

9號煤與10號煤的水分分別為0.94%和0.96%，灰分為11.60%和19.90%，揮發分為24.22%和24.34%，含硫量2.99%和2.91%，發熱量為36.25MJ/kg和36.18 MJ/kg。按照國家煤炭分類標準(GB5751-86)，分別為特低灰—低灰、高硫、特高熱值焦煤和低灰—中灰、中硫—高硫、特高熱值焦煤。

2 聯合開采工作面布置與參數

圖1為9號煤9201工作面和10號煤10201工作面聯合開采的平剖面圖。9201工作面傾斜長150 m，采高1.12 m，全部垮落法處理采空區；10201工作面位于9201工作面下方，兩側各外錯10 m，工作面長170 m，采高4.23 m，全部垮落法處理采空區。上下工作面前后錯距30～40 m同時開采。

圖1 聯合開采工作面布置Fig.1 Layout of combined mining face

3 煤自燃特性及自燃指標氣體優選

9號煤和10號煤均為Ⅱ級自燃煤層，最短自然發火期為70 d。根據煤自燃過程溫升特性及標志氣體產生機理[9]，按照《煤層自然發火標志氣體色譜分析及指標優選方法》AQ/T 1019-2006進行實驗。結果表明：在升溫過程中煤樣產生的標志氣體為CO，CH4，CO2，C2H6，C2H4，C3H6，C3H8，C2H2等，表1給出不同氣體產生的最低溫度；圖2和圖3分別給出9號和10號煤樣升溫過程中CO，C2H4，C3H6，CH4，C2H6和C3H8的濃度隨溫度的變化曲線。可以看出，CO氣體在73～74℃出現，且隨煤溫的升高其濃度呈單調增加，可作為煤自燃指標氣體；C2H4，C3H6是煤樣溫度達到煤自燃干裂溫度后，煤分子側鏈斷裂并參與氧化反應的產物，其產生的最低溫度為158～159℃和219～231℃，可作為煤自燃預報的輔助指標；在試驗開始溫度時就出現CH4，而煤樣溫度達到158℃才出現C2H6和C3H8，并隨溫度的升高其濃度增加；烷烴類氣體CH4，C2H6和C3H8屬煤吸附氣體，可能是氧化的產物，也可能是從煤中解吸出來的氣體，不能將其作為煤自燃的指標氣體；C2H2是煤樣溫度達到526℃后才出現，是煤樣進入燃燒的標志。

表1 煤樣氧化實驗過程中各氣體最低產生溫度Table.1 The lowest temperature of gas generation in the process of coal sample oxidation ℃

圖2 9號煤樣升溫過程中氣體濃度隨溫度的變化曲線Fig.2 Variation curve of gas concentration with temperature during heating process of No.9 coal sample

圖3 10號煤樣升溫過程中氣體濃度隨溫度的變化曲線Fig.3 Variation curve of gas concentration with temperature during heating process of No.10 coal sample

根據試驗結果，可將試驗煤樣的自燃過程劃分為5個階段：①正常階段：未檢測出CO氣體；②常溫氧化階段：檢測出CO氣體，存在自燃隱患；③迅速氧化階段：CO氣體濃度出現迅速上升趨勢，說明存在自燃隱患點；④加速氧化階段：CO氣體呈快速增加趨勢，并檢測出C2H4或C3H6氣體；⑤激烈氧化階段：CO急劇增加，C2H4、C3H6等濃度較高，并出現C2H2，說明已出現燃燒。

4 采空區漏風檢測

采用能位法[10]和SF6示蹤法[11]對聯合開采工作面進行了漏風檢測。能位法檢測結果表明，9201工作面進風口、進風隅角和回風口、回風隅角的壓能均高于10201工作面對應點的壓能，并且9201工作面的回風量比進風量減少了32 m3/min，10201工作面的回風量比進風量增加了56 m3/min，說明9號煤采空區向10號煤采空區有漏風。

采用SF6示蹤法進行了2次漏風檢測。第1次檢測9號煤采空區向10號煤采空區的漏風情況，SF6氣體的釋放點在9號煤進風隅角(距9201開切眼620 m)，采樣點分別設在10號煤工作面的進風隅角、回風隅角和進入采空區深度分別為74，56，38，20和2 m的1號，2號，3號，4號和5號束管監測采樣點，見圖4(a)。結果表明：僅10號煤層回風隅角接收到了9號煤層進風隅角釋放的SF6氣體，但其濃度較低(1.6～2.2×10-8mg/m3)，且僅在釋放后80～90 min期間出現，漏風風速約2.5 m/min，說明采空區之間由于壓差較小，壓實較好，從9號煤流向10煤采空區的漏風通道不暢通，漏風量很小。

圖4 SF6釋放點與接收點布置Fig.4 Layout of SF6 release point and receiving point

第2次示蹤主要檢測10號煤采空區漏風情況。SF6氣體釋放點在10201工作面進風隅角(距10201開切眼650 m)，接收點在回風隅角，用回風側埋入采空區79，61，43，25和7 m的1號，2號，3號，4號與5號束管采樣，見圖4(b)。結果表明，由于10號煤層頂板冒落性較好，1號和2號束管采樣點在釋放110 min后檢測到SF6氣體，但其濃度僅3.1×10-8mg/m3，說明漏風通道不暢；3號，4號，5號點獲取的SF6氣體濃度較高，分別達到5.5×10-6,9.5×10-6，2.5×10-5mg/m3，說明其漏風通道較好，漏風風速為1.65～2.67 m/min；而在工作面回風隅角SF6氣體濃度最高，說明釋放的SF6氣體主要沿工作面及其采空區后部未壓實區域流動，該區域是工作面自燃危險區域。圖5給出依據檢測結果推斷的10201工作面采空區漏風區域。

5 采空區氣體分布與“三帶”劃分

5.1 現場實測

采用束管采樣分析采空區氣體。根據SF6示蹤檢測結果，9號煤與10號煤采空區間的漏風對自燃影響不大，主要是10號煤層采空區存在漏風。同時，由于上、下工作面錯距30～40 m，受10201工作面采動影響，9201工作面采空區很快塌入10201工作面采空區而無法布置束管，因此將束管沿10201工作面軌道順槽實體煤側底板布置，間隔18 m，見圖4和圖5。工作面日推進1.8 m，每日監測1次。圖6分別示出1號采樣點O2，CH4，CO濃度隨工作面推進距離的變化。結果顯示：O2濃度隨進入采空區深度的增加呈下降趨勢，進入采空區20 m時O2濃度降到18.0%以下，之后呈快速下降趨勢；進入采空區60 m左右時下降至7.0%以下，并最終穩定在5.0%左右。CH4濃度隨進入采空區深度的增加呈上升趨勢，進入采空區20 m時CH4濃度上升到0.5%，之后快速上升；進入采空區60 m左右時超過3.0%，最終穩定在4.0%左右。CO濃度隨進入采空區深度達到10 m左右開始出現，之后先上升后下降，說明在采空區一定位置的煤發生了氧化反應；在采空區深度為30～50 m左右時，CO濃度達到最大，在此范圍內遺煤氧化程度加劇。監測期間沒有測到C2H4，C3H6和C2H2。結果表明：采空區具有微弱的漏風供氧，存在自燃隱患，但受漏風強度、氧氣濃度和遺煤厚度等條件的限制未發生自燃。

圖5 10201工作面采空區漏風示意Fig.5 Schematic diagram of air leakage in goaf of 10201 working face

5.2 數值模擬

建立一組描述流體流動守恒定律的Navier-Stokes方程，結合邊界條件和初始條件建立采空區氣體流動的數學模型，采用CFD(Computational fluid Dynamics)軟件進行采空區氣體分布的數值模擬[12-13]。圖7(a)給出CFD模擬得到的不注氮條件下10201工作面采空區O2濃度分布云圖。可見，采空區O2濃度呈不規則的“U”型分布，回風側30 m左右O2濃度下降到18%，80 m左右O2濃度下降到7%；進風側30 m左右O2濃度下降到18%，100 m左右O2濃度下降到7%。圖7(b)為以1 000 m3/h的流量向進風側采空區后方30 m注入氮氣時，模擬得到的采空區O2濃度分布。可見，氧氣濃度仍呈不規則的“U”型分布，但富氧區域縮小，回風側20 m左右氧氣濃度下降到18%，縮小了約10 m；回風側60 m左右氧氣濃度下降到7%，縮小了約20m；進風側20 m左右O2濃度下降到18%，縮小了約10 m；進風側70 m左右O2濃度下降到7%，縮小了約30 m。可見，注氮有效縮小了采空區自燃范圍，降低了自燃危險性。

圖6 1號測點氣體濃度隨工作面推進距離的變化曲線Fig.6 Variation curve of gas concentration with advancing distance of working face at No.1 monitoring point

圖7 采空區氧氣濃度分布Fig.7 Distribution of oxygen concentration in Goaf

5.3 “三帶”劃分

從O2濃度的角度，將采空區劃分為散熱帶、自燃氧化帶和窒息帶[14-15]“三帶”。根據O2含量和程序升溫臨界O2濃度測試結果，給定試驗工作面“三帶”劃分的指標為：散熱帶O2含量≥18.0%，自燃帶O2含量為7.0%～18.0%，窒息帶O2含量≤7.0%。根據現場監測和數值模擬結果，給出10201工作面采空區自燃“三帶”的分布為：散熱帶進風側和回風側0～20 m，中部0～10 m；自燃帶進風側20～70 m，回風側20～60 m，中部10～30 m；窒息帶進風側>70 m，回風側>60 m，中部>30 m，見圖8所示。

圖8 10201工作面采空區“三帶”劃分示意Fig.8 Sketch map of "three zones" division in goaf of 10201 working face

6 綜合防治

6.1 預測預報

采用束管監測采空區自燃的危險性。表2給出采用標志氣體預測預報10201工作面回風流、回風隅角及采空區等不同位置的指標及綜合判定標準。

6.2 限定工作面最低推進速度

采空區自燃“三帶”具有動態性，要使不發生自燃，自燃氧化帶的維持時間T必須小于煤的最短自燃期Tmin，即工作面推進速度v必須大于最低安全推進速度vmin：

式中：Lmax為自燃氧化帶的最大寬度，m，取進風側氧化帶寬度50 m；根據礦井資料，Tmin=70 d。經計算得v>vmin=50/70≈0.714 m/d。

6.3 噴灑阻化劑

用礦用液壓泵將濃度為15%的工業CaCl2阻化液沿順槽和工作面刮板輸送機向采空區每天噴灑1次，遇過斷層、破碎帶、不放煤和收尾等情況，加大噴灑力度。

表2 回采工作面不同位置氣體檢測預報指標Table.2 Gas monitoring and forecasting index in different positions of working face

6.4 注氮防滅火

注氮管路沿10號煤工作面運輸順槽鋪設。支管進入采空區16 m開始注氮，當埋入40 m后鋪設第2趟支管。當第2趟支管進入采空區16 m后停止第1趟支管、開啟第2趟支管。以此循環至工作面結束。

6.5 凝膠滅火

凝膠基料為水玻璃，促凝劑為碳酸氫銨，質量比為基料∶促凝劑∶水=10∶4∶86，膠體初凝時間約2 min。

7 結論

1)通過實驗室試驗，給出了9號，10號煤層自燃的指標氣體隨溫度升高的釋放規律，優選出了自燃的指標氣體及其在回風流、回風隅角和采空區內的預報指標。

2)采用能位法和SF6示蹤法對近距離煤層聯合開采采空區漏風進行了檢測，預測了漏風流的方向、漏風區域及漏風量，并評價了漏風對采空區自燃的影響程度。

3)在現場監測和數值模擬的基礎上，確定了采空區自燃“三帶”的范圍，給出了預測預報指標與綜合評判標準。

4)提出并實施了采用束管監測預報、限定工作面最低推進度、噴灑阻化劑、注氮、凝膠等采空區自然發火的綜合防治技術措施，實現了工作面的安全生產。

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