檸條塔煤礦S12002采空區自燃危險區域劃分*

宋 濤，王建文，王 凱，韓 濤，馮 雄

(1.陜煤集團神木檸條塔礦業有限公司，陜西 榆林 719300；2.西安科技大學 安全科學與工程學院，陜西 西安 710054；3.陜西省煤火災害防治重點實驗室，陜西 西安 710054)

0 引言

煤自燃是我國煤礦工作面開采過程中面臨的主要災害之一，其產生的有毒有害氣體甚至引發瓦斯煤塵爆炸等次生災害，嚴重威脅著井下人員的生命安全[1-3]。采空區是煤礦井下發生自燃災害的主要區域之一，防治采空區煤自燃的重要前提是確定煤氧化升溫范圍[4-6]。前期研究表明，采空區遺煤自燃的主要原因是工作面開采過程中向采空區內部的漏風供氧，因此采空區內漏風與氧濃度分布是確定煤自燃危險區域范圍的重要依據。為此，針對檸條塔煤礦S12002綜采工作面，采用兩巷采空區預埋束管氣體檢測的方法，掌握回采過程中采空區的氧濃度分布，以劃分煤自燃的危險區域范圍。

1 采空區煤自燃“三帶”方法

1.1 工作面概況

檸條塔煤礦S12002工作面位于井田南翼2-2號煤大巷以南，東側南側均為實煤區，西為S12003已采工作面。S12002工作面布置3條順槽，分別為輔運順槽、膠運順槽和回風順槽。工作面可推采距離3 956 m，傾斜長度344.4 m，面積1 362 429 m2。煤層厚度3.6～4.4 m，設計采高4.1 m。工作面總儲煤量726萬t，可開采煤量675萬t。工作面煤層傾角小于2°，接近水平，北段為向南東傾伏的向斜，中部為向南西傾伏的向斜，南段為向北西傾伏的背斜。煤層具有自然發火傾向性，測試最短自然發火期為34 d。工作面采用傾斜長壁后退式采煤法，全部垮落法管理頂板。

1.2 采空區現場監測方法

采空區的氣體觀測采用膠運與回風兩順槽預埋束管采樣點的方法，兩側各布置3個采樣點，采樣點間距50 m，標記為1#～6#。工作面推進過程中，待兩側采樣點進入采空區后，每天早班取氣2次送至地面進行色譜分析，工作面采空區內測點位置如圖1所示。

圖1 工作面采空區煤自燃“三帶”測點布置Fig.1 Layout of measuring points in “three zones” of coal spontaneous combustion in goaf of working face

觀測束管外用鋼管進行保護，采用6芯束管，每個測點預留2根束管，采樣口抬高至1.5 m，采樣口與束管保護措施如圖2所示。在正常開采情況下，待測點進入采空區后開始進行連續觀測，若監測采空區測點O2濃度下降到5%以后，觀測結束。若3個測點的氣體均出現異常，未能正常監測到采空區O2濃度降低，則應續接管路直至觀測結束。

圖2 采樣口與束管保護示意Fig.2 Schematic diagram of sampling port and beam tube protection

2 監測結果及分析

2.1 工作面推進情況

現場觀測從2020年6月1日至2020年6月17日，期間工作面共推進260 m，采空區內氣體觀測結束。觀測期間S12002工作面推進度如圖3所示，工作面平均推進速度為15.3 m/d。工作面推采速度越快，越能保證采空區遺煤快速進入到窒息帶中，越有利于煤自燃預防，消除自燃火災隱患。

圖3 工作面推進度Fig.3 Advancing degree of working face

2.2 S12002采空區氧氣濃度規律

煤自燃過程熱量產生的主要原因是煤氧復合作用，因此，采空區內氧氣含量是影響遺煤氧化放熱的重要因素[7]?，F場觀測采空區內兩側的O2含量隨埋入深度的變化曲線如圖4、5所示。

由圖4可知，隨著工作面推進，采空區進風側測點的O2濃度呈下降趨勢，且下降幅度從平緩逐漸過渡到快速降低?，F場觀測到進風側的1# 測點埋深達到260 m時氧氣濃度下降到5%以下。圖5中，回風側4# 測點埋深達到135 m時氧氣濃度降到5%以下。相比進風側氧氣濃度變化規律，采空區回風側O2濃度下降速度較快，與采空區內遺煤氧化與漏風較小相關[8]。

圖4 進風側O2濃度隨埋深變化趨勢Fig.4 Variation trend of O2 concentration on the air inlet side with burial depth

圖5 回風側O2濃度隨埋深變化趨勢Fig.5 Variation trend of O2 concentration on the return air side with burial depth

2.3 S12002采空區漏風強度分布規律

求解松散煤體漏風強度主要方法有風量測算法、風網解算法以及氧氣濃度測算法等。由于井下開采環境較為復雜，風量測算法與風網解算法在實際條件下難以實施，誤差較大，因此現場采用較少[9-10]。而氧氣濃度測算法是根據實際測得的氧氣濃度值計算松散煤體不同位置處的漏風強度，在實際應用中比較簡便和準確，避免了因礦井風流波動所造成的誤差。

漏風強度計算公式見式(1)。

(1)

根據S12002工作面煤樣的自燃特性實驗結果，計算得到煤樣在34.8 ℃下所對應的耗氧速度為1.150 76×10-10mol/(s·cm3)。將實測采空區進、回風側測點氧氣濃度代入式(1)，計算得到采空區兩側漏風強度分布，如圖6、7所示。根據采空區漏風強度計算結果可以發現，采空區漏風強度隨工作面推進不斷降低，在距工作面40 m范圍內，漏風強度變化最大，總體不斷下降，最后趨于平緩。對比發現，采空區進、回風側測點在距工作面相同位置處，進風側的漏風量較大，這與現場氧濃度隨埋深變化情況一致。這主要是由于進風側壓力相對較高，風流更容易進入采空區；其次由于進風側輔運與膠運順槽之間的聯絡巷密閉性不足，從而導致采空區進風側漏風相對較為嚴重。根據漏風強度的分析結果可知，進風側漏風相對嚴重，自燃危險區域范圍寬度較大，是防滅火工作的重點區域[11]。

圖6 采空區進風側漏風強度分布Fig.6 Distribution of air leakage intensity on the air inlet side of the goaf

圖7 采空區回風側漏風強度分布Fig.7 Distribution of air leakage intensity on the return air side of the goaf

3 S12002采空區煤自燃“三帶”范圍

煤自燃的發生條件需要滿足煤自燃傾向性、連續的供氧環境以及適宜的蓄熱條件，且時間大于煤自然發火期。根據S12002工作面現場觀測結果發現，采空區遺煤分布不均勻，漏風范圍相對較大，參考煤自燃性實驗結果，采用氧濃度18%和5%作為劃分S12002工作面采空區三帶的臨界值(即采空區O2>18%時為散熱帶；5%

根據現場測點氧濃度觀測結果及趨勢線劃出采空區煤自燃“三帶”分布如圖8所示，采空區自燃“三帶”范圍見表1。

圖8 S12002工作面采空區“三帶”范圍劃分Fig.8 Division of the “three zones” range of the goaf in the S12002 working face

表1 S12002工作面采空區煤自燃“三帶”范圍Table 1 Scope of “three zones” of coal spontaneous combustion in goaf of S12002 working face

由圖8可知，采空區散熱帶的范圍為：進風側0～92 m，回風側0～35 m。受漏風影響，采空區進風側窒息帶距工作面大于246 m，回風側窒息帶距工作面大于125 m，對比發現進風側氧化升溫帶較寬。由于散熱帶漏風較大，環境中雖然有充足氧氣與煤體接觸，但是熱量隨風流損失較為嚴重，煤自燃難以發生；而窒息帶漏風強度較小，有良好的蓄熱條件，但氧氣濃度較低，煤自燃也不會發生。采空區內氧化升溫帶既有充足的供氧條件，又有良好的蓄熱環境，是遺煤易自然發火的區域，也是煤自燃防控措施的重點區域。因此，采空區內氧化升溫帶范圍越大、工作面推進速度越慢，遺煤氧化自燃的時間就越充分，發生自然發火的危險性就越高。

4 S12002工作面極限推進速度

通過對采空區氧化升溫帶范圍的最大寬度Lmax與煤最短自然發火期τmin做比值，可計算得出工作面防止煤自燃的最小安全推進速度。其極限推進速度計算為[15-18]

(2)

由此可知，當S12002工作面的日推進速度大于4.5 m/d時，在正常條件下，采空區遺煤不會發生自燃；但當工作面開采速度小于4.5 m/d，且連續超過34 d時，采空區將可能出現自然發火危險，必須提前采取防治措施。觀測過程中S12002工作面實際日推進速度平均在15.3 m/d左右，遠遠大于工作面極限日推進速度，發生自燃火災的危險性較低，但也需采取預防措施對采空區進行封堵和惰化處理，防止工作面臨時停采時出現采空區自燃問題。

5 結論

(1)通過預埋束管方法，以O2作為劃分指標，確定檸條塔煤礦S12002綜采工作面采空區自燃“三帶”范圍。進風側采空區：0～92 m為散熱帶，92～246 m為氧化升溫帶，246 m后部為窒息帶；回風側采空區：0～35 m為散熱帶，35～125 m為氧化升溫帶，125 m后部為窒息帶。

(2)計算得出S12002工作面最小安全推進速度為4.5 m/d，即當工作面推進速度低于最小安全推進速度時，應當強化防治措施。