高位巷抽采負壓對瓦斯及煤自燃協同防治的影響

安朝峰

（中煤科工集團西安研究院有限公司，陜西 西安 710077）

隨著礦井開采向深部延伸，特別是高瓦斯易自燃煤層綜放采空區瓦斯及煤自燃復合災害日益嚴重，對礦井生產以及人員安全構成了嚴重威脅。瓦斯抽采為目前治理瓦斯的有效手段，但是抽采過程加劇采空區漏風，增大采空區煤自燃防治難度[1-3]，關于抽采對采空區煤自燃的影響，褚廷湘等[4]指出上覆巖層的裂隙發育為采空區浮煤氧化提供漏風通道，加劇了采空區浮煤的氧化；楊勝強、宋萬新等[5]研究表明隨采空區CH4濃度的升高，發生煤自燃時，CO 生成的初始溫度滯后；李宗翔[6]得出采空區內高強度的瓦斯涌出能夠縮小浮煤自燃氧化區域，削弱煤自燃的氧化進程；秦波濤[7]針對抽放瓦斯過程易引發煤自燃問題，提出了近距離煤層綜放面瓦斯與煤自燃復合災害防治技術。簡單來說，任何抽采方式會加劇采空區漏風，增大煤自燃防治的難度[8-11]，但針對高位巷抽采條件下，抽采負壓對瓦斯及煤自燃復合災害防治的影響方面，目前開展的相關研究較少，因此，借助某礦401102 綜放面實際情況，運用數值模擬結合現場實測，研究高位巷抽采負壓對瓦斯及煤自燃協同防治的影響。

1 綜放工作面概況

綜放工作面煤層傾角為3°～5°，傾斜長180 m，走向長1 563 m，通風方式為“U”型抽出式外加高位巷抽采，高位巷沿煤層頂板布置，距頂板27 m，內錯回順30 m；礦井最大絕對瓦斯涌出量45.8 m3/min，相對瓦斯涌出量為5.9 m3/min；煤層自燃傾向性為Ⅰ類，吸氧量為0.81 cm3/g，自然發火期最短20 d，存在自然發火危險。

2 高位巷抽采負壓對瓦斯及煤自燃影響數值模擬

2.1 模型及邊界條件

采用ANSYS 數值模擬軟件的FLUENT 模塊建立采場CFD 模型，采空區模型如圖1，401102 綜放工作面模型參數見表1。模型解算選擇標準k-epsilon湍流模型，氣體滲流運移采用組分輸運無化學反應方式，動量方程采用一階迎風格式離散，壓力耦合采用SIMPLE 算法，選擇非耦合、隱式穩態求解方法。

圖1 采空區模型Fig.1 Model of goaf

表1 401102 綜放工作面模型參數Table 1 Simulation model of 401102 coal face

2.2 數值模擬及結果

2.2.1 抽采負壓對采空區瓦斯抽采效果影響

對抽采負壓為 0、0.5、1.5、2.5、3.5 kPa 等 6 種條件下的瓦斯抽采效果進行模擬，高位巷不同抽采負壓條件下瓦斯抽采效果見表2，高抽巷抽采下采場瓦斯體積分數分布如圖2。

高位巷抽采混合流量、抽采瓦斯體積分數、抽采純量、上隅角瓦斯體積分數與抽采負壓密切相關，高位巷抽采效果隨抽采負壓變化規律如圖3。

1）隨抽采負壓升高，通過漏風通道滲流進入高位巷的風量就增多，高位巷瓦斯抽采混合量逐漸增加，由抽采負壓為 0.5 kPa 時的 53.5 m3/min 增大至3.5 kPa 時的 376.2 m3/min。

表2 高位巷不同抽采負壓條件下瓦斯抽采效果Table 2 The different gas extraction of upper roadway under different extraction negative pressures

圖2 高抽巷抽采下采場瓦斯體積分數分布圖Fig.2 Distribution diagram of gas volume fraction in stope under high drainage roadway

2）抽采負壓升高，高位巷瓦斯抽采體積分數減小，由負壓 0.5 kPa 時的 21.89%降低為 3.5 kPa 時的8.7%，抽采純量由負壓 0.5 kPa 時的 11.71 m3/min增加為 3.5 kPa 時的 32.73 m3/min。由于抽采負壓增大，采空區深部漏風加劇，深部瓦斯沿漏風通道流入高位巷，導致抽采純量逐漸增加。上隅角瓦斯體積分數由2.06%降低為0.62%，原因為高位巷瓦斯抽采純量增大，進而減小采空區涌向上隅角的瓦斯量，上隅角瓦斯體積分數降低。

圖3 高位巷抽采效果隨抽采負壓變化規律Fig.3 The different gas extraction of upper roadway under different extraction negative pressures

3）隨抽采負壓升高，瓦斯抽采純量增加速率逐漸變小，考慮瓦斯抽采效率，一味的增加抽采負壓是不合理的，顯然，負壓增大到一定程度已無法顯著增加瓦斯的抽采純量，且會加劇采空區漏風，不利于采空區自燃防治，因此高位巷抽采負壓應合理調節。

2.2.2 不同抽采負壓下采空區自燃“三帶”分布特征

為研究分析抽采負壓對采空區自燃“三帶”分布的影響，分別對抽采負壓 0、1.0、2.0、3.0 kPa 等 4 種條件下自燃“三帶”分布進行模擬，采空區自燃“三帶”數值模擬結果見表3，不同抽采負壓采空區自燃“三帶”分布規律如圖4。

由模擬結果可知，高位巷抽采條件下采空區煤自燃“三帶”分布具有如下特征：

表3 采空區自燃“三帶”數值模擬結果Table 3 The simulation results and field data about three-zone

圖4 不同抽采負壓采空區自燃“三帶”分布規律Fig.4 Three-zone range diagram in goaf floor under different high pressures in upper ways

1）進風側自燃“三帶”分布規律。高位巷抽采條件下，相比“U”型通風方式，進風側散熱帶與氧化升溫帶分界線向采空區深部延伸，原因為高位巷抽采導致采空區流場發生改變，在進風巷風量一定條件下，進風側采空區漏風強度顯著增大，氧氣的補給量充足，另一方面，漏風強度增大遺煤散熱量增加，導致分界線隨抽采負壓的增大向采空區深部方向移動；氧化升溫帶寬度則逐漸擴大，原因分析：高位巷抽采條件下，采空區深部氣體滲流運移至高位巷，淺部氣體不斷滲流運移至采空區深部，致使采空區深部特定區域處于有效的氧氣補給狀態，氧濃度維持在相對較高且穩定的水平[2]，相比“U”型通風方式，原為窒息帶區域內的遺煤，隨工作面推進氧化作用時間增加，浮煤氧化生熱煤體溫度升高，導致浮煤氧化不斷進行，最終引起煤自燃發生，造成氧化升溫帶范圍擴大。

2）回風側自燃“三帶”分布規律。相比“U”型通風方式，回風側散熱帶與氧化升溫帶分界線向綜放面方向前移；氧化升溫帶寬度減小，由于高位巷空間位置靠近回風側，在進風風量基本穩定時，由于高位巷的截流分流作用，部分風流轉而流向高位巷，致使回風側采空區的漏風相對減小，散熱帶與氧化升溫帶的分界線隨高位巷負壓的增大向綜放面方向移動。

3）采空區中部自燃“三帶”分布規律。相比“U”型通風方式，采空區中部散熱帶與氧化升溫帶分界線隨抽采負壓的增大向采空區深部方向延伸，氧化升溫帶寬度減小。

4）高位巷抽采截面上自燃“三帶”分布規律。抽采負壓導致散熱帶與氧化升溫帶分界線隨負壓的增大逐漸向綜放面方向移動；相同抽采負壓條件下，高位巷截面上散熱帶與氧化升溫帶分界線位置與進、回風側相比深入采空區距離最小。

2.2.3 瓦斯及煤自燃耦合防治平衡點

分析表2、表3 知，高位巷抽采負壓增大，上隅角瓦斯濃度與抽采負壓曲線可用負指數進行擬合，綜放采空區氧化升溫帶最大寬度與抽采負壓曲線可用多項式進行擬合，合理高位巷抽采負壓如圖5，擬合關系見表4。

圖5 合理高位巷抽采負壓Fig.5 Reasonable range of the negative pressure in upper way

表4 擬合關系Table 4 The fitting relationship

為防止綜放采空區浮煤自燃發生，氧化升溫帶最大寬度Lmax應滿足：

式中：V 為工作面平均推進速度，取4 m/d；Tmin為采空區浮煤最短自然發火期，取20 d。

從圖5 可知，上隅角瓦斯體積分數取最大限值1%時，相應的高位巷抽采負壓為0.951 6 kPa，若單純考慮瓦斯抽采效率，理論上可確定合理高位巷抽采負壓范圍[0.951 6，+∞）；氧化升溫帶的極限寬度Lmax為80 m，相應的高位巷抽采負壓為2.558 kPa，負壓值大于2.558 kPa 可能會引發采空區浮煤自燃災害，則理論上確定防止煤自燃的合理抽采負壓范圍（0，2.558］。保證瓦斯與煤自燃災害的復合防治高位巷抽采負壓合理區間確定為［0.951 6，2.558］。

實時監測瓦斯抽采混合量平均達270 m3/min，抽采瓦斯濃度平均達到11%，綜放面及上隅角瓦斯濃度均控制在1%以下，高抽巷中CO 體積分數均低于 4×10-5，上隅角 CO 體積分數控制在 15×10-6之內，采空區煤體未發生自燃，實現了綜放工作面安全高效的生產。

3 結 論

1）高位巷抽采對瓦斯及采空區煤自燃“三帶”分布影響顯著，負壓由0.5 kPa 增至3.5 kPa，瓦斯抽采純量增加21.02 m3/min；相比“U”型通風方式，高位巷負壓3 kPa 時，進風側散熱帶與氧化升溫帶分界線向采空區深部延伸，氧化升溫帶寬度擴大17 m，窒息帶后移；中部氧化升溫帶寬縮小14 m，窒息帶前移；氧化升溫帶寬度縮小11 m，窒息帶前移。

2）提出了高位巷合理抽采負壓范圍的界定方法，確定綜放工作面的合理負壓范圍為[0.951 6，2.558]，抽采負壓最佳平衡點為2.558 kPa。

3）采用高位巷抽采方式的高瓦斯易自燃煤層，現場抽采時應合理設定抽采負壓，保證瓦斯抽采效率并防止誘發煤自燃災害，實現采空區瓦斯及煤自燃復合災害的耦合防治。