易自燃綜放工作面控風防滅火技術應用

邢耀軍

（山西中鋼煤業有限公司，山西 呂梁 033400）

0 引言

隨著我國礦井機械化生產水平的不斷提高，綜采放頂煤技術廣泛應用于井工煤礦的開采中。但由于工作面開采強度大、推進速度慢，造成采空區遺留浮煤多、冒落空間大且不嚴實，同時，隨著工作面瓦斯涌出量的不斷增加，供風量也相應增大；造成漏風嚴重，大大增加了采空區遺煤自燃危險性，尤其是在自然發火周期短的煤層綜放開采過程中，嚴重制約著礦井安全生產［1-2］。

為弄清易自燃煤層綜放面不同供風量對采空區自燃“三帶”分布的影響，以某礦5212工作面為工程背景，采用現場實測和數值模擬相結合手段，對其進行研究分析。并在此基礎上，制定了控風堵漏防滅火措施，以期為類似礦井采空區火災治理提供參考。

1 工作面概況

5212綜放工作面水平標高236～275 m，工作面鄰界為5211采空區，正上方為5112和5113采空區。工作面煤層傾角平均16°左右，厚度在5.15～12.28 m之間，煤層由南向北逐漸變薄，所開采的煤種以褐煤為主，具有Ⅱ級自燃傾向性，自然發火期為22 d左右。煤層硬度f為1～2，工作面頂板屬于Ⅱ類中等穩定，煤層瓦斯壓力為0.28 MPa，鉆孔瓦斯流量衰減系數0.025 6 d-1，滲透系數λ為0.086 4 m2/（MPa2·d），屬于難抽采煤層；工作面瓦斯涌出量為5.99 m3/min。工作面設計傾斜長160 m，走向可采長580 m，采用走向長壁后退式綜采放頂煤采煤方法，全部垮落法控制采空區頂板，工作面采用U型通風，開采初期的實際供風量為785 m3/min。工作面的巷道布置如圖1所示。

圖1 5212綜放工作面巷道布置

2 采空區遺煤分布及漏風分析

采空區自燃是遺煤耗氧、放熱與環境供氧、散熱之間微循環平衡關系動態發展的結果［3］，采空區火災發生地點主要與遺煤分布狀態和漏風有關。

2.1 采空區遺煤分布

5212綜放面兩順槽附近的煤巖受回采應力的影響，破碎嚴重且支護困難，在工作面回采推進過程中，這兩道煤柱回采率較低，移架后，未放下的頂煤自然冒落堆積形成丟煤帶。

在開切眼附近和自停采線前方30 m處至停采線范圍內，只采煤不放頂煤，煤壁受采動應力的影響明顯，煤體被壓裂破碎成松散狀，導致工作面推進后，頂煤垮落形成厚度大、孔隙率低的浮煤層。而在正常卸壓區的采空區中部，遺煤量較少。因此，“兩道兩線”的采空區是浮煤積聚的區域，發生遺煤自燃的可能性最大。

2.2 采空區漏風分析

5212綜放工作面鄰界和正上方均為大面積的采空區，受高強度的采動影響，該工作面采空區與相鄰采空區之間的隔離煤巖易被壓裂、破碎，易造成采空區之間連通成一片；綜采放煤冒落空間大，頂板礦壓活動劇烈，采空區上覆巖層裂隙貫通形成連通區域，連通區域隨著工作面的回采進一步擴大，在工作面負壓通風條件下，將形成多源多匯漏風通道，給本采空區和與之貫通的采空區內的浮煤提供連續的通風供氧環境，很容易引發自然發火［4］。

3 風量變化對自燃“三帶”分布的影響

3.1 模型的建立

依據《煤礦安全規程》和《5212綜放工作面作業規程》要求，按照“四算一校準”原則，得到5212工作面的配風量需求范圍為526～1 227 m3/min。為了得到不同供風量下的自燃“三帶”分布規律，根據5212綜放工作面實際開采布置情況，建立一個長167.5 m、寬168.5 m的二維計算區域，利用COMSOL軟件對采空區內的流場進行數值模擬。其中，工作面寬度7.5 m，運輸順槽長10 m、寬4.7 m，回風順槽長10 m、寬3.8 m；風流由運輸順槽流入，經工作面和采空區由回風順槽流出；計算區域的網格選用非均勻三角形自動劃分、生成，并對結構復雜的局部區域進行細化處理。

由于采空區空隙呈現不規則分布，氣體在采空區內的流動狀態也十分復雜，對采空區內的風流流動進行假設處理后，建立相應的連續性方程、動量守恒方程和組分傳輸方程［5-6］。

邊界條件設置時，入口（運輸順槽）邊界類型選用Velocity-inlet，平均風速1.07 m/s，風流溫度21℃，氧氣濃度20.8%，氮氣濃度79%；水力半徑4.0 m，湍流強度3.2%；出口（回風順槽）邊界設置為Out-flow；采空區固壁剪切設置為無滑移邊界條件，工作面與采空區的邊界設置為Interior。采用有限體積法對采空區風流流動的控制方程進行離散化，離散格式為二階迎風，速度與壓力之間的耦合采用SIMPLE算法。

3.2 參數確定及模型驗證

參數設定：采空區滲透率是影響氣體運移的關鍵參數，它與多孔介質孔隙大小和分布密切相關，可利用Blake-Kozeny公式進行計算

式中：e—采空區滲透率，m2；Dp—多孔介質平均粒子直徑，m；n—孔隙率。

采空區孔隙率n隨著離工作面距離的增加而減小，一般認為距工作面100 m范圍內的采空區孔隙率與距離成拋物線關系，距離超出100 m后，孔隙率不再隨距離變化，擬合得出孔隙率n與距工作面距離的關系如下

模型驗證：為了驗證模擬結果的準確性，工作面回采初期，順著回風順槽，沿工作面傾斜方向不等間距地布置束管監測系統（6個監測點），如圖2所示。抽取采空區內的氣體，利用氣象色譜儀對氣體成分和濃度進行分析，得到采空區監測點氧濃度實測值與模擬值的對比，如圖3所示。從圖3看出，隨著束管埋入采空區深度的增加，采空區氧濃度模擬值實測值的變化趨勢相一致，誤差很小，說明所建立的數值模擬模型具有相當的可靠性。

圖2 采空區束管監測系統布置

3.3 模擬結果及分析

根據國內外學者的研究成果，目前關于采空區自燃“三帶”范圍的劃分界定方法主要有3種：采空區氧濃度法、漏風風速法和遺煤升溫速率法［7］。鑒于這3種方法均是獨立考慮氧化蓄熱條件的影響，而忽略了它們內在的共同影響和相互關系，采用氧濃度和漏風風速相結合的方法來劃分采空區“自燃”三帶范圍，即以漏風風速0.004 m/s為散熱帶與氧化帶的界限，以氧氣濃度8%為氧化帶與窒息帶的界限，對不同供風量下的采空區氧濃度分布和“三帶”范圍進行數值計算和分析。

圖3 采空區氧濃度實測與模擬值對比

在原有的供風量785 m3/min情況下，5212綜放面采空區氧濃度分布和“三帶”范圍模擬劃分結果，如圖4所示。可以看出，工作面進風側漏風量大，其附近采空區內的氧濃度較高，且高濃度區域范圍廣；隨著距工作面距離的加大，采空區內的壓實程度越高，氧氣濃度逐漸降低。此外，沿工作面傾向方向，在進回風兩側壓差作用下，采空區內的漏風量逐漸減少，氧化帶寬度也逐漸縮小；最大氧化帶的起始、終止位置分別距切頂線31.3 m和89.6 m，氧化帶寬度為58.3 m。

工作面不同供風量下的采空區氧化帶寬度見表1，從表中數據可明顯看出，隨著工作面供風量的增加，采空區氧化帶的前后邊界均向采空區深部移動，但后邊界的移動速度要快于前邊界，氧化帶寬度總體呈增大趨勢。

表1 工作面不同供風量下的采空區氧化帶范圍

4 防滅火措施及效果檢驗

4.1 低風量通風

圖4 風量為785 m3/min時采空區氧濃度分布及“三帶”劃分

工作面供風量越大，漏風越多，采空區氧化帶越寬，采空區自燃危險性就越大。因此，在滿足排放瓦斯和保證工作面適宜環境溫度的前提下，從預防采空區自燃的角度考慮，應盡可能采用低風量通風技術。經過計算核定，5212綜放工作面最低需風量為526 m3/min，考慮瓦斯涌出的不穩定性，通風系數取1.15～1.25，通過風簾調節將工作面合理供風量控制在604.9～657.5 m3/min內，當瓦斯涌出量大時，可適當提高風量，確保工作面瓦斯不超限。

4.2 構筑隔離墻抑制漏風

工作面采空區漏風滿足阻力定律［8］

式中：Hf—工作面進回風巷壓差，Pa；P1、P2—漏風起、終點的壓力，Pa；Rf—漏風風阻，kg/m7；Q—漏風風量，m3/s；n—漏風流態指數，取1～2。

在工作面進回風巷風壓差保持不變的情況下，在采空區“兩道”側增設隔離墻能有效增大漏風風阻Rf，減少采空區內的漏風量Q。如圖5所示，自工作面兩側隅角切頂線起，每隔5～8 m，采用充填的構筑隔離墻進行堵漏，改變采空區內的風流場分布，縮小氧化帶寬度范圍，抑制遺煤自燃。

圖5 采空區上下隅角土袋墻封堵

4.3 防滅火效果檢驗

為檢驗在上述措施中采取的防滅火效果，開采期間布置5組采空區氣體成分監測系統，以CO濃度為主要監測指標，結果如圖6所示。回采期間，回風流CO濃度0～31×10-6，極少出現過瓦斯或CO超限現象，上隅角CO濃度在12×10-6～60×10-6，經局部通風措施降低到24×10-6以下，直至5212綜放工作面采畢，共推進531 m。可見，采用綜合預防措施，實現了工作面的安全回采。

圖6 上隅角和回風流中CO監測濃度

5 結論

（1）結合數值模擬和現場實測相結合的方式，獲得了5212綜放工作面采空區氧化帶寬度與供風量之間的關系。

（2）經現場效果檢驗，采取控制工作面進風量和采空區隔離堵漏相結合的方法，有效解決了采空區遺煤自燃的問題，確保了工作面的順利回采。