葉春輝
(煤礦瓦斯治理國家工程研究中心,安徽 淮南 232000)
采空區煤自燃危險性評估多采用“三帶”理論,劃分“三帶”的依據主要有采空區內漏風風速、采空區內升溫速度梯度、采空區內氧氣濃度[1]。目前,解決礦井瓦斯問題,經常采取的方式為加強礦井通風能力、加大瓦斯抽采量[2-3]。在瓦斯抽采條件下,采空區將會形成新漏風通道,漏風動力增強,漏風量變大[4]。受此影響,瓦斯抽采條件下采空區自燃“三帶”將會與未抽采時的分布區域不同。文虎等[5]通過數值模擬和現場觀測不同抽采條件下采空區氧濃度場分布規律,得到采空區煤自燃“三帶”分布情況,結果較為一致,并據此提出針對性防滅火技術對策。
朱集東礦1161(1)工作面預計瓦斯涌出量為55 m3/min,工作面回采期間利用多種抽采措施綜合治理瓦斯,對采空區自燃“三帶”造成影響。因此以朱集東礦1161(1)工作面為研究對象,對其不同瓦斯抽采條件下的采空區自燃“三帶”進行研究。
朱集東礦采用立井、多水平、分組集中大巷、分區通風的開拓方式。礦井通風方式為中央并列式,采用抽出式通風方法。1161(1)工作面回采期間采用“U”型通風,運輸順槽進風、軌道順槽回風。
朱集東煤礦1161(1)工作面走向長1673 m,傾斜長度219.5 m,1161(1)工作面所采11-2煤層平均厚度1.2 m。工作面為一次采全高綜合機械化工作面,采高1.7~1.9 m,取1.9 m。上覆13-1煤層及下伏8 煤層均無采掘活動。11-2煤層自然發火期為89 d,自燃傾向性等級為Ⅱ類自燃。
1161(1)工作面煤層平均厚度為1.2 m,工作面采高取1.9 m,工作面兩巷高2.8 m,工作面回采率在99.31%左右,采空區內部空隙率可考慮為30%。根據前后觀測的工作面頂煤厚度以及工作面的回采率估算出采空區平均浮煤厚度。
(1)進、回風兩側及兩端頭支架處浮煤厚度為0。
(2)采空區中部由于回采率為99.31%,則其浮煤厚度為:
1.2×(1-99.31%)/(1-30%)=0.01 m
根據能量守恒原理,采空區浮煤自然氧化放熱量大于頂底板散熱和風流帶走的熱量之和時,才可能引起煤體自燃升溫。因此,采空區遺煤自燃前提是要有足夠的浮煤厚度,使浮煤氧化產生的熱量得以積聚。對于最小浮煤厚度,可用公式(1)計算:

式中:Tm為自燃臨界煤溫,K;Tw為圍巖溫度,K;φ為空氣干燥狀態下煤濕度,%;kp為原煤樣吸氧量,m3/(k·s);ρm為煤的平均密度,kg/m3。
即當浮煤厚度h≤hmin時,松散煤體不能引起自燃升溫,hmin為最小浮煤厚度。
11-2煤層水分為1.53%,密度為1.37 t/m3,常溫常壓下干煤吸氧量為6×10-10,11-2煤自燃臨界溫度為65 ℃,平均原巖溫度為43.14 ℃。
將上述數值代入最小浮煤厚度計算公式,可計算出,11-2煤最小遺煤厚度0.26 m。
綜上所述,1161(1)工作面正?;夭汕闆r下,采空區進、回風兩側及兩端頭支架處和采空區中部浮煤厚度均小于最小浮煤厚度,無法引起遺煤自燃升溫。
1161(1)工作面回采期間絕對瓦斯涌出量為55 m3/min。工作面風量2268 m3/min,風速2.9 m/s。僅依靠通風方法很難解決瓦斯難題,因此必須采用瓦斯抽采進行治理。1161(1)工作面采空區瓦斯抽采方式主要有:地面鉆井抽采、軌道順槽鉆場鉆孔抽采、運輸順槽頂板巷密閉墻埋管抽采、上隅角埋管抽采。
(1)地面鉆井抽采。工作面回采期間,利用地面鉆井(9 口)抽采13-1煤卸壓瓦斯。
(2)軌道順槽鉆場鉆孔抽采。共設計施工13個平鉆場。在鉆場內施工13-1煤穿層鉆孔、11-2煤頂板走向鉆孔抽采13-1煤卸壓瓦斯。
(3)運輸順槽頂板巷密閉墻埋管抽采。工作面回采前,提前將1161(1)運輸順槽頂板巷封閉,并在密閉墻埋管抽采13-1煤卸壓瓦斯。
(4)上隅角埋管抽采。在1161(1)回風隅角埋管抽采采空區瓦斯,管路接至工作面回風隅角,管路末端安設埋管。
研究上隅角埋管抽采及地面鉆井抽采兩種抽采條件下的采空區自燃“三帶”。1161(1)軌順上隅角埋管以及1161(1)1#~6#地面井抽采氣體取樣分析化驗結果,數據如圖1、圖2。

圖1 1161(1)軌順上隅角埋管取樣化驗結果

圖2 1161(1)1#~6#地面井取樣化驗結果
根據圖1、圖2 可得,隨著1161(1)軌順上隅角抽采管埋深增加,直至埋深到將近1000 m 時,氧濃度仍未降至18%。工作面不斷回采,地面井位置逐漸進入采空區深部,工作面退尺到1000多米時,1#地面井在采空區內1000 m 左右,氧濃度最低在6.95%;4 號地面井在采空區內500 m 左右,氧濃度仍在8%以上。
由于地面井抽采是從1161(1)工作面采空區經過13 煤層到達地面,考慮氧濃度在此期間因煤氧化消耗而降低,實際1161(1)工作面采空區的氧濃度比地面井化驗結果的氧濃度高。
綜上所述,因抽采瓦斯治理模式的影響,造成采空區漏風較大,風流帶走大量熱量,導致采空區氧濃度高。同時結合采空區浮煤厚度結論,確定實際條件下無法劃分采空區自燃“三帶”。
為研究不同抽采條件對采空區自燃“三帶”的影響,為礦方預防采空區煤自燃提供依據,結合前文分析,采用COMSOL 軟件模擬1161(1)工作面采空區漏風流場,依據漏風風速劃分“三帶”標準,確定采空區自燃“三帶”分布規律。
模擬范圍為1161(1)工作面傾向長度1000 m,走向長度220 m。進出口參數見表1。假設采空區浮煤大于極限浮煤厚度,設定為0.3 m。

表1 進出口參數
空隙率n隨距工作面距離x的關系如公式(2):

按照漏風風速劃分“三帶”:(1)散熱帶:采空區漏風風速大于0.24 m/min 的區域;(2)氧化帶:漏風風速在0.1~0.24 m/min 的區域;(3)窒息帶:漏風風速小于0.1 m/min 的區域。
不同抽采條件下的采空區氧化帶(漏風風速0.1~0.24 m/min 的區域)分布情況如圖3 ~圖5。
從圖3 ~圖5 中分析得出:抽采量不同,導致采空區氧化帶寬度及位置均不同。其中地面井停止抽采、地面井和上隅角停止抽采時,抽采量減少,氧化帶向工作面方向移動的同時寬度變窄;上隅角停止抽采時,抽采量減少,但5#和6#井抽采對于氧化帶周邊漏風的影響雖導致氧化帶向工作面移動,但氧化帶寬度變寬。

圖3 正常抽采情況下采空區漏風風速分布圖

圖4 地面井停止抽采時采空區漏風風速分布圖

圖5 上隅角停止抽采時采空區漏風風速分布圖
根據采空區浮煤大于最小浮煤厚度時,不同抽采條件下的采空區漏風流場數值模擬結果,得到朱集東礦1161(1)工作面采空區自燃“三帶”范圍見表2。

表2 采空區“三帶”劃分表

圖6 地面井和上隅角停止抽采時采空區漏風風速分布圖
根據漏風風速劃分采空區“三帶”標準,地面井和上隅角停止抽采時(相當于工作面正?;夭蓵r),采空區自燃“三帶”分布圖如圖7。

圖7 采空區自燃“三帶”分布
以朱集東煤礦1161(1)工作面為研究對象,通過現場觀測和數值模擬方法研究瓦斯抽采對采空區自燃“三帶”的影響,為朱集東礦工作面采空區煤自燃防治提供基礎。
(1)根據現場觀測數據及礦方相關資料,得到1161(1)工作面正?;夭善陂g,采空區幾乎無浮煤,浮煤厚度小于最小浮煤厚度;同時考慮瓦斯抽采治理模式的影響,造成采空區漏風較大,確定無法劃分采空區自燃“三帶”。
(2)掌握不同瓦斯抽采條件對采空區自燃“三帶”的影響。分析模擬結果得到:抽采量不同,導致采空區氧化帶寬度及位置均不同。抽采量減少,氧化帶向工作面方向移動時寬度變窄;當抽采影響氧化帶周邊漏風時,氧化帶向工作面移動,但寬度變寬。