采空區瓦斯抽采鉆孔參數及注氮防滅火研究

崔傳發

(鄭州信息科技職業學院 建筑工程學院，河南 鄭州 450000)

0 引言

礦井瓦斯災害和煤體自燃是制約我國煤礦安全高效開采的主要問題[1-2]。對于高瓦斯易自燃煤層，常采用鉆孔抽采、高抽巷抽采、埋管抽采等措施消除回采工作面上隅角瓦斯積聚，解決回風流中瓦斯濃度超限問題[3-5]。然而，若瓦斯抽采方式不當，會引起大量漏風，造成采空區遺煤自燃。目前，礦井實際生產中應對采空區自燃的預防和控制措施主要包括注氮防滅火、灌漿防滅火、均壓防滅火、凝膠阻化劑等[6-7]。其中注氮防滅火方式通過向采空區內注氮來降低采空區內部氧氣體積分數，減小氧化帶寬度，可有效降低自燃危險。氮氣具有來源豐富、易提取、成本低的特點，因此成為實現采空區防滅火的首選氣體。

近年來，國內外學者對注氮防滅火工藝進行了大量研究。羅新榮等[8-9]以某礦綜采工作面為原型，設計了帶有抽采孔的計算流體力學模型，得出在相同注氮流量下，采空區深部注氮比淺部注氮惰化效果更好。曹鏡清等[10]通過布置束管和溫度監測系統，并劃分采空區自然發火危險區域，發現將注氮口位置延伸至工作面后方150 m 處時，惰化效果最佳。朱紅青等[11]設計了非間隔式注氮防滅火工藝，實現了采空區中氮氣的連續性分布。然而，對鉆孔抽采條件下采空區注氮工藝的研究較少。瓦斯抽采引起煤體自燃問題是制約礦井安全開采的重要問題，研究瓦斯抽采情況下的注氮防滅火工藝對于治理煤自燃問題具有重要意義。

本文以滇東能源有限責任公司白龍山煤礦10201工作面為背景，采用Comsol Multiphysic[12]數值模擬軟件，分別模擬鉆孔抽采負壓、鉆孔布置間距對采空區流場的影響，并依據合理抽采參數條件尋求最優注氮條件，使得采空區自燃危險區域最小，并在試驗工作面對抽采和注氮效果進行了考察。

1 數學模型的建立

1.1 采空區流場數學模型

(1)瓦斯流動數學模型：

(1)

式中：α為煤層瓦斯含量系數；μ為瓦斯的動力黏度，Pa·s；p為煤層瓦斯壓力，MPa；t為瓦斯流動時間，s；K0為實驗回歸系數；pn為一個標準大氣壓，MPa；σ為采空區漏風條件下的正應力，MPa；n為瓦斯流動距離，m。

(2)工作面風流流動模型。工作面風流流動控制方程：

(2)

(3)

瓦斯運移彌散方程：

(4)

式中：ci為物質i的濃度，mol/m3；Di為物質i的擴散系數，m2/s；Si為物質i的匯源項，mol/(m3·s)。

(3)采空區滲流模型。采用帶有Forchheimer修正項的Brinkman方程描述采空區湍流阻力的影響：

(5)

(6)

(7)

式中：k為滲透率；ε為孔隙率；Cf為摩擦因數；Qbr為煤體瓦斯涌出質量源項，kg/(m3·s)，下標“br”表示流動采用Brinkman運動方程描述。

1.2 采空區氧濃度場數學模型

采空區微元體濃度場平衡方程：

(8)

式中：Yi為氧氣的質量分數，%；ρf為氧氣密度，kg/m3；u為速度向量在x方向上的分量，m/s；v為速度向量在y方向上的分量，m/s；D為氧氣的擴散系數，通常取2.88×10-5m2/s；r為煤體耗氧速率，kg/(m3·s)。

2 模擬方案

白龍山煤礦10201工作面開采C7+8號煤層。工作面內煤層平均有益厚度為2.65 m，平均總厚度為2.87 m，煤厚變異系數為11%，厚度穩定，煤層可采性指數為1。煤層屬于高瓦斯易自燃煤層，自燃傾向性等級為Ⅰ類。在10201回風巷與下降風巷岔門處施工4個定向瓦斯抽放鉆孔，用于采空區瓦斯抽放。4個鉆孔長度均為75 m，鉆孔直徑為150 mm，開孔間距為1 m，終孔控制到回風巷向下沿水平方向30 m范圍，終孔間距為6 m，孔高為15～30 m。

依據工作面基本條件建立采空區模型，取工作面走向長度為250 m，傾向長度為150 m，巷道高度為3 m，模型計算高度為75 m，運輸巷進風，回風巷回風。運用Comsol Multiphysic軟件模擬瓦斯和氧氣濃度分布規律。三維采空區模型如圖1所示。

圖1 10201工作面采空區煤自燃與瓦斯運移數值計算模型

根據10201工作面實際情況，采空區煤自燃與瓦斯運移數值計算所需物理參數見表1。

表1 10201工作面采空區煤自燃與瓦斯運移物理參數

根據現場實測結果，模型邊界條件設定如下：① 采空區圍巖及松散煤體原始溫度為第1類邊界條件，原始溫度取300 K。② 巷道和瓦斯抽采鉆孔為自由流動，回風巷和鉆孔為壓力出口邊界。③ 進風巷、回風巷及工作面處風流溫度為常溫，取293 K，為第1類邊界條件。

將采空區煤自燃與瓦斯運移數值模型和物理參數輸入有限元模擬軟件，實現采空區物理模型的網格剖分及采空區煤自燃與瓦斯運移數值模型的調用求解，獲得采空區氣體分布規律。

3 模擬結果與分析

3.1 模擬結果與現場實測對比分析

設鉆孔抽采負壓為30 kPa，抽采間距為6 m，在數值模型上，從與采空區底板距離為1 m處的截面分別調取10%～18%[13]的氧氣體積分數等值線圖、溫度場分布圖和瓦斯體積分數分布圖，如圖2所示。

(a)30 kPa下氧氣體積分數分布

(b)30 kPa下溫度場分布

(c)30 kPa下瓦斯體積分數分布

圖2 抽采負壓為30 kPa時采空區氣體與溫度場分布

Fig.2 Gas and temperature field distribution in goaf when the negative pressure of drainage is 30 kPa

由圖2可知，在距工作面10 m處，回風側進入氧化升溫帶；在距工作面75 m處，氧氣體積分數達到氧化升溫帶體積分數下限。進風側由于漏風較大，散熱帶范圍相對較寬，在距工作面95 m左右才進入氧化升溫帶。在工作面推進40 m左右時，回風側瓦斯體積分數達到5%，進風側相對回風側有70 m左右的延遲。在工作面推進70 m左右時，回風側瓦斯體積分數達到16%；在工作面推進近130 m的位置，進風側瓦斯體積分數開始大于瓦斯爆炸上限。從溫度場可以看出，顏色較深的高溫區域集中在進回風兩側，分別距離工作面40～130 m和110～150 m。

將仿真數據與現場埋管取樣得出的實測結果進行對比分析，結果如圖3所示。由圖3可知，隨著工作面推進距離加大，氧氣和瓦斯體積分數分別逐漸下降和上升，并且與數值模擬結果保持接近一致的趨勢，證明了采用Comsol Multiphysic模擬軟件對10201工作面采空區進行仿真的可行性。

3.2 抽采鉆孔參數對采空區流場的影響

3.2.1 抽采負壓對采空區流場的影響

為避免因抽采負壓過大造成鉆孔封孔段漏風，抽采負壓應在30～40 kPa之間。分別選取抽采負壓為30，35，40 kPa模擬分析不同抽采負壓下瓦斯治理效果和瓦斯抽采對煤自燃的影響，結果分別如圖2、圖4和圖5所示。

(a)回風側氧氣體積分數

(b)回風側瓦斯體積分數

(a)35 kPa下氧氣體積分數分布

(b)35 kPa下溫度場分布

(c)35 kPa下瓦斯體積分數分布

(a)40 kPa下氧氣體積分數分布

(b)40 kPa下溫度場分布

(c)40 kPa下瓦斯體積分數分布

進風側散熱帶隨抽采負壓增大而增加，而中部和回風側散熱帶則隨抽采負壓增大而減小。這主要是由于鉆孔的抽采負壓為漏風增加了動力，抽采負壓越大，工作面向采空區的漏風量增加越明顯，造成進風側采空區散熱帶寬度增加。而當采空區風流到達采空區中部時，風流有一部分沿著漏風通道進入鉆孔，造成漏入回風側采空區的風流速度減小，使采空區中部和回風側采空區散熱帶的寬度縮短。抽采負壓的增加使得鉆孔周圍負壓不斷增大，風流源源不斷地向鉆孔周圍補充。因此，隨著抽采負壓增加，采空區中部和回風側氧化升溫帶的范圍逐漸擴大，高溫點范圍也逐漸擴大。

兩組患者術后并發癥發生情況對比，詳見表2。觀察組患者的并發癥發生率低于對照組，組間比較，差異具有統計學意義（P＜0.05）。

鉆孔瓦斯抽采使采空區內部壓差增大，從而促使漏風強度增大，大部分風流由鉆孔排出，排出了采空區內部的大量瓦斯，鉆孔抽采下采空區及上隅角瓦斯體積分數大幅度降低。在30 kPa抽采負壓下，進風側絕大部分區域瓦斯體積分數均小于16%，回風側直到工作面推進70 m時，瓦斯體積分數才大于16%。而在35 kPa和40 kPa抽采負壓下呈現類似的規律。在35 kPa抽采負壓作用下，進風側和回風側分別在工作面推進75 m和140 m后瓦斯體積分數才大于16%。在40 kPa抽采負壓作用下，進風側和回風側分別在工作面推進80 m和145 m后瓦斯體積分數才大于16%?？梢婋S著鉆孔抽采負壓的增加，采空區瓦斯體積分數逐漸降低，而對工作面淺部影響有限，整體下降規律保持一致。

在3種抽采負壓下，瓦斯抽采效果明顯，但抽采負壓的增加對采空區淺部和上隅角地區影響有限，而且隨著抽采負壓加大，采空區內部漏風增加，氧化升溫帶范圍發生火災的危險性增加。從安全生產的角度來說，這對井下安全生產不利，因此，鉆孔抽采負壓選擇30 kPa較為合理。

3.2.2 鉆孔間距對采空區流場的影響

10201工作面布置的瓦斯抽放鉆孔為大直徑鉆孔，為保證抽放鉆孔均勻布置在煤層中，不留空白帶，最大限度地提升抽采效果[14-15]，設鉆孔間距(終孔間距)為4～8 m。模擬抽采鉆孔間距分別為4，6，8 m時瓦斯治理效果和瓦斯抽采對煤自燃的影響，結果分別如圖6、圖2和圖7所示。

(a)間距4 m下氧氣體積分數分布

(b)間距4 m下溫度場分布

(c)間距4 m下瓦斯體積分數分布

(a)間距8 m下氧氣體積分數分布

(b)間距8 m下溫度場分布

(c)間距8 m下瓦斯體積分數分布

隨著鉆孔間距的增加，采空區進風側氧化升溫帶和高溫點范圍的變化并不明顯，而回風側和靠近中部位置的變化較為顯著，回風側的氧化升溫帶范圍逐漸減小，而靠近中部位置的氧化升溫帶范圍逐漸增大。這主要是由于鉆孔間距為4 m的情況下，鉆孔集中抽放回風側瓦斯，使得風流向鉆孔周圍不斷地補充，遺煤具備良好的氧化升溫條件。而隨著鉆孔間距增加，鉆孔分布范圍逐漸增加，鉆孔間距為6 m和8 m條件下均增加了立體抽采范圍，鉆孔負壓區域并不集中在一處，呈現扇形分布。因此，在鉆孔間距較大的情況下，靠近中部區域的氧化升溫帶范圍和高溫點的范圍會增大，而在回風側區域會減小。

用Matlab軟件讀出不同鉆孔間距下采空區上隅角瓦斯體積分數，如圖8所示。

圖8 不同鉆孔間距下上隅角瓦斯體積分數

由圖8可知，鉆孔間距為4 m條件下，由于鉆孔集中抽采作用，直到工作面推進距離為18 m左右瓦斯體積分數才達到安全臨界值(1%)[16-17]。而隨著鉆孔間距增加，上隅角瓦斯體積分數達到1%的時間更早。從瓦斯體積分數分布整體上來看，鉆孔間距的增加導致鉆孔抽采作用較為平均，在靠近采空區傾向中部的位置瓦斯體積分數上升比鉆孔間距為4 m條件下更慢，體積分數達到瓦斯爆炸上限16%的時間更為滯后。

3種鉆孔間距方案均在較短時間內就將上隅角煤體瓦斯體積分數降到安全臨界值，而且鉆孔間距越小，瓦斯體積分數降到安全臨界值所需的時間越短。鉆孔間距越小，靠近采空區中部氧化升溫帶范圍較小，從安全生產的角度來說，選擇鉆孔間距為4 m較為合理。但從經濟性角度來看，鉆孔間距越小，所需的鉆孔數量越多，施工工程量越大，會造成大量勞動力和生產材料浪費，此外，鉆孔間距太小，也易使鉆孔間發生“串孔”，造成鉆孔失效。綜合考慮，鉆孔間距取6 m更為合理。

3.3 鉆孔抽采條件下注氮方式優化

當抽采負壓取30 kPa、鉆孔間距取6 m時，瓦斯抽采效果良好，且采空區遺煤自燃危險性較小。因此，設抽采負壓為30 kPa，抽采間距為6 m，配合注氮惰化，分析采空區氧氣場的變化及分布特點。分別設進風側注氮口與工作面距離X為50，75，100 m，注氮流量為500 m3/h，模擬分析不同注氮口位置的注氮效果，結果如圖9所示。

(a)X=50 m時氧氣體積分數分布

(b)X=75 m時氧氣體積分數分布

(c)X=100 m時氧氣體積分數分布

由圖9可知，在不同位置注氮均能夠起到縮小氧化升溫帶的作用，但注氮位置不同，氧化升溫帶縮小的幅度有所不同。在進風側注氮口附近，受注氮影響，氧氣體積分數均出現明顯降低趨勢，說明當注氮位置靠近進風口時，受進風側漏風影響，氮氣能夠有效地減小進風側氧化帶寬度。對比分析不同注氮位置下最大氧化升溫帶寬度的變化，與未注氮時相比，X為50，75，100 m對應的最大氧化升溫帶寬度依次減小18，30，24 m。當X為75 m時，最大氧化升溫帶縮小幅度最大，達到23.62%。因此，選擇注氮口位置深入采空區75 m，此時氮氣能很好地稀釋進風側氧氣，且隨著風流運動，能最大程度減小采空區氧化升溫帶寬度。

為了探究不同注氮量對采空區煤自燃的影響，設X為75 m處為注氮位置，注氮量分別選取500，1 000，1 500，2 000 m3/h，分析不同注氮流量下注氮的效果，結果如圖10所示。

由圖10可知，注氮流量不同，氧化升溫帶范圍也不同，總體而言，隨著注氮流量的增加，氧化升溫帶的范圍逐漸減小。氧氣體積分數為18%的等值線變化較小，而氧氣體積分數為10%的等值線變化較大。在注氮流量為500，1 000，1 500，2 000 m3/h條件下，最大氧化升溫帶的縮小幅度依次為23.62%，29.92%，36.22%，38.58%，說明注氮流量為2 000 m3/h時，縮小氧化升溫帶效果最明顯。當注氮量大于1 500 m3/h時，注氮效果提升沒有那么明顯。另外，從經濟角度考慮，注氮流量增加，相應成本也會增加。所以，為了兼顧注氮效果和成本，注氮流量設為1 500 m3/h最為合理。

圖10 不同注氮流量下采空區氧化升溫帶分布

Fig.10 Oxidative and temperate ascending zone distribution in goaf under different nitrogen injection flow

4 應用效果考察

在試驗工作面實際應用中，根據最佳注氮參數向10201工作面注氮，2018-11-12—12-23進行瓦斯抽采效果現場數據監測。為了達到更佳的抽放效果，4個定向抽放鉆孔與10201回風巷3號瓦斯抽放管路相連。鉆孔抽采效果如圖11所示。10201回風巷3號瓦斯抽放管路平均瓦斯抽采體積分數達到9.645%，平均混合量達到35.72 m3/min，平均瓦斯抽采純量達到3.20 m3/min。

圖11 鉆孔抽采效果

綜放工作面瓦斯綜合治理效果如圖12所示。從圖12可看出，綜放工作面及上隅角瓦斯體積分數得到了有效控制，均低于1%，實現了綜放工作面安全、高效開采。

分析瓦斯抽采管路氣體監測數據，得到煤自燃防治效果，如圖13所示。抽采管路中CO體積分數均低于0.040%，上隅角CO體積分數控制在0.032%內，采空區煤體未發生自燃，綜放工作面得以安全高效推進。現場應用效果驗證了鉆孔的抽采效果，也說明了注氮防滅火參數選擇的合理性。

圖12 綜放工作面瓦斯綜合治理效果

圖13 煤自燃治理效果

5 結論

(1)鉆孔抽采能夠影響采空區內部風流的運動，從而導致采空區流場發生變化。鉆孔抽采會減小采空區內部瓦斯濃度，但會為采空區漏風增加動力，增加工作面向采空區的漏風，同時鉆孔周圍呈現負壓狀態，漏風風流也不斷向鉆孔周圍補充，采空區煤體在漏風集中區域呈現氧化升溫狀態。

(2)隨著鉆孔抽采負壓增加，采空區淺部瓦斯濃度降低效果的提升不明顯，而采空區中部和回風側氧化升溫帶的范圍逐漸擴大，抽采負壓定為30 kPa較為合理。鉆孔間距對鉆孔抽采效果有較大影響，鉆孔間距越小，抽采效果越好，但工程量越大，所以，確定鉆孔設計間距為6 m。

(3)鉆孔抽采會使得采空區遺煤自燃危險性變高，通過注氮可降低氧氣體積分數，縮小氧化升溫帶范圍，降低自然發火危險性。選擇注氮口與工作面距離為75 m，注氮流量為1 500 m3/h，可在節約成本的同時最大程度地縮小氧化升溫帶范圍。

(4)應用結果表明:10201回風巷3號瓦斯抽放管路平均瓦斯抽采濃度、混合量和純量分別達到9.645，35.72，3.20 m3/min；綜放工作面及上隅角瓦斯體積分數得到了有效控制，均低于1%；抽采管路和上隅角CO體積分數分別低于0.040%，0.032%，采空區煤體未發生自燃。采空區瓦斯抽采和注氮取得了良好的應用效果，綜放工作面得以安全高效推進。