基于采空區防治的最優抽采負壓確定研究

王月紅 吳 怡 張九零

(1. 華北理工大學礦業工程學院，河北省唐山市，063009；2. 河北省礦山開發與安全技術重點實驗室，河北省唐山市，063009)

在實際煤礦井下生產過程中，瓦斯濃度超限已成為普遍現象，治理瓦斯也成為重中之重。當煤層瓦斯進行抽采時，負壓較低時，抽采效果不佳，極易引起瓦斯爆炸；反之負壓過高時，會增大漏風量，進而提高采空區內氧氣的濃度，給采空區自然發火提供了有利條件。因此，選擇合理抽采負壓值，在煤礦安全生產中至關重要。

對于煤礦中抽采負壓對瓦斯抽采效果影響的問題，冉永進等通過Comsol軟件模擬負壓值不同的情況下高位鉆孔的有效抽采半徑，得出隨著負壓增大，煤層瓦斯鉆孔的有效抽采半徑逐漸增大，抽采效率逐步提高；周凱軍通過現場測試的基本參數，建立數學模型結合Comsol軟件模擬不同負壓值瓦斯抽采率的變化情況；李日富等指出了在不同抽采負壓下的采空區氣體流場分布規律，指出把抽采負壓控制在一定范圍內可降低采空區自然發火率；劉佳佳等運用Fluent軟件模擬不同負壓值情況下，采空區漏風流場分布規律以及漏風量的多少，并根據結果對自燃帶寬度大小進行排序；宋萬新等根據多種化學公式進行理論推導，提出以氧氣體積分數劃分“三帶”并應用于現場試驗中驗證劃分標準的正確性。

以上研究均從單一災害角度進行的分析，不能充分將兩者耦合起來一起研究，因此有必要將防治瓦斯與自燃災害結合在一起探索合理抽采負壓。本文先通過現場試驗，基于Matlab軟件，對比分析不同負壓下采空區自燃“三帶”變化情況；結合負壓對瓦斯濃度的影響，計算得出了合理的抽采負壓范圍。研究結果為采空區確定合理抽采參數、防止自燃提供了參考依據。

1 工作面概況

開灤集團呂家坨礦5877Y工作面開采埋藏深度為-800 m的煤層，該區域所在7#煤層屬I類自燃煤層。5877Y工作面采用走向長壁后退式開采方法，傾斜度較大，為防止冒頂，配合采用全部垮落法處理頂板。5877Y工作面走向長度200 m、傾向長度100 m，工作面開采厚度為2.75～4.2 m，平均厚度為3.72 m。經測量，工作面瓦斯相對涌出量為1.23 m3/t，二氧化碳相對涌出量為1.85 m3/t。

2 現場試驗研究

為更好地了解采空區內氣體的變化情況，根據5877Y工作面現場實際情況進行束管監測試驗。在5877Y工作面上隅角、下隅角分別布置1#與2#、3#與4#監測點，1#與2#、3#與4#監測點相距均為25 m，測點布置如圖1所示。束管必須懸掛敷設，且束管末端要加裝長度為70～100 m，直徑為20 mm的鋼制套管，以防束管被砸斷。

圖1 監測點布置

3 進行瓦斯抽放前自燃“三帶”劃分

基于現場觀測數據，繪制出4個監測點工作面推進距離與氧濃度的變化規律圖，見圖2。

(1)由圖2(a)可知，氧氣濃度隨著工作面的推進先呈降低的趨勢然后在小幅度增加之后再不斷減少。因風流從進風側的位置進入，采空區遺煤損耗氧氣。但頂板作為良好的漏風通道，可有效補償氧氣，因此氧濃度隨著工作面推進距離的增大出現波動。

(2)由圖2(b)和圖2(c)可知，2#和3#監測點氧氣濃度與工作面推進距離的長度基本呈負相關變化。與1#監測點和4#監測點相比，2#監測點與3#監測點處于工作面中部距巷道稍遠處。工作面推進后，采空區的壓實狀態很好，導致漏風通道減少，漏風量也在減小，采空區遺煤的氧化性變差，導致氧氣濃度呈線性迅速降低。

(3)由圖2(d)可知，4#監測點的氧氣濃度與工作面推進距離的長度大致呈負相關變化趨勢。到達散熱帶和窒息帶推進距離時，氧氣濃度變化比較平緩，但到自燃帶推進距離時，氧氣濃度變化很急劇，呈指數函數減少，說明在回風巷附近，“三帶”變化很明顯。

根據“三帶”劃分標準結合現場測得數據，繪制出“三帶”的基本分布圖，見圖3。由圖3可知，自燃帶寬度最大的位置處于采空區中部靠近進風巷的一側，最大處為14 m。自燃帶寬度從最寬處向兩側不斷降低，且向進風巷一側下降速率較大。

4 合理抽采負壓的確定

4.1 抽采負壓對 “三帶”的影響

根據現場測量得到的數據，采用Matlab軟件建立不同抽采負壓下氧氣濃度的立體分布圖、等值線圖，見圖4。

由圖4(a)可以看出，在未抽采之前，隨著采空區遺煤耗氧，氧氣濃度沿著采空區由淺入深逐漸減少，當推進到40 m位置時已經降低到了較低的水平。新鮮風流注入后，其中的氧氣經過遺煤損耗，造成回風側含氧量下降。由圖4(b)可以看出，窒息帶的寬度最大，明顯大于散熱帶和自燃帶。

通過施加不同的負壓，分別獲得不同的“三帶”分布，如圖4(c)～(h)所示。由于漏風正風壓與抽放負壓形成對流，根據氧濃度來劃分自燃“三帶”，由進風側到回風側“三帶”分布較抽放前更為均勻。與抽放前相比，氧濃度場的分布發生明顯變化，散熱帶和自燃帶范圍變寬，窒息帶變窄，且隨抽放負壓增大這種變化越明顯。抽采負壓為10 kPa時，進風側自燃帶范圍距工作面煤壁大約15～35 m，回風側自燃帶范圍距工作面煤壁大約10～30 m；抽采負壓為20 kPa時，進風側自燃帶范圍距工作面煤壁大約20～40 m，回風側自燃帶范圍距工作面煤壁大約15～30 m；抽采負壓為30 kPa時，進風側自燃帶范圍距工作面煤壁大約23～58 m，回風側自燃帶范圍距工作面煤壁大約23～42 m。由此可見，進風側的氧濃度值很高，進風側自燃帶寬度大于回風側。

圖3 “三帶”分布圖

由于自燃帶的范圍對采空區遺煤自燃的防治工作最為關鍵，為了更直觀分析不同抽采負壓對自燃帶范圍的影響，用以上數據繪制曲線圖，見圖5。由圖5可知，隨著負壓增大，從采空區中部開始到進風側一段，自燃帶寬度逐漸增大；回風側自燃帶寬度則大致呈現先升高后降低的走向。

4個監測點的自燃帶寬度y與抽采負壓x關系的擬合方程如下：

4個方程的擬合系數R2均大于0.7，因此擬合方程可信。

圖4 不同抽采條件下氧氣濃度立體分布圖和等值線圖

圖5 自燃帶與負壓變化關系圖

4.2 抽采負壓對瓦斯濃度的影響

根據現場實測數據，運用origin軟件繪畫出抽采負壓和回風側瓦斯濃度的關系折線圖，見圖6。由圖6可知，隨著抽采負壓的增大，回風巷瓦斯濃度逐漸減小，當減小到某一程度后趨于穩定。

圖6 抽采負壓對回風巷瓦斯濃度影響

將回風側瓦斯濃度C與抽采負壓p關系的擬合曲線方程如式(2)所示。其中，R2=0.989>0.7,則該擬合方程可信。

C=0.98e-0.0002p

(2)

4.3 合理的抽采負壓

因抽采負壓對瓦斯濃度及采空區自燃帶寬度都會造成影響，為了保證煤礦安全生產，需找到同時滿足兩者的合理負壓范圍。

(1)根據我國實行的《煤礦安全規程》中的明確要求，瓦斯濃度在回風巷一側不得超過1.0%。

結合現場實際情況，瓦斯濃度不能超過安全許可極限值。因此賦予一個系數，取β=1.5，根據式(3)代入數據，回風巷一側瓦斯濃度的最大值為0.67%。

(3)

根據式(2)可計算出在安全標準下，回風巷瓦斯濃度符合以上條件的最低負壓為24 kPa?？梢姡瑸榱吮ＷC整個工作面的安全生產的進行，負壓值至少為24 kPa。

(2)根據自燃發火理論，如果遺煤在自燃帶存留時間較最短自燃發火期長，采空區往往會發生自燃現象。自燃帶最大寬度計算公式為：

Lmax=v·t

(4)

式中：v——推進速度，m/d；

t——最短自燃發火期，d。

根據礦山生產實際情況，此處取v=1.2 m/d，t=60 d，代入式(4)可以計算出最大寬度為72 m。

考慮到設備檢查、人員工休和突發情況等因素，賦予推進速度一個系數θ=1.2，可知根據式(5)計算出自燃帶的最大寬度為60 m。

(5)

當進風側自燃帶寬度為60 m時，代入式(1)可計算出抽采負壓p=34 kPa。因此，得出遺煤自燃的負壓p<34 kPa。

(3)綜上分析可知，開灤集團呂家坨礦5877Y工作面合理的抽采負壓范圍為24～34 kPa。

5 結論

(1)基于現場實際觀測的數據，以氧氣濃度為指標劃分“三帶”的范圍，同時根據各測點數據，采用數學方法，揭示其分布規律和變化趨勢。

(2)運用Matlab軟件，分別生成各抽采負壓下對應氧濃度分布模型。根據圖像，比較抽采前后以及隨著負壓增大采空區自燃“三帶”變化情況，即自燃帶和散熱帶越來越寬，窒息帶越來越窄。其中，自燃帶寬度在靠近回風巷一側位置，呈現隨著負壓的增大先增大后減小趨勢，在中部和靠近進風巷一側位置，呈現隨著負壓的增大而增大的趨勢。

(3)結合采空區自燃帶寬度和瓦斯濃度與抽采負壓的關系，得到最合理抽采負壓范圍為24～34 kPa。