基于不同漏風源淺埋煤層采空區自燃“三帶”分布規律研究*

宋 博，王大鵬，李雨成，李治剛，劉安秀，劉紅威

(1.太原理工大學 安全與應急管理工程學院，山西 太原 030024；2.山西晉神沙坪煤業有限公司，山西 忻州 034000)

0 引言

煤自燃是煤礦生產過程中最常見的災害之一，且我國礦井采空區遺煤自燃占井工開采煤自燃總數的60%，這不僅威脅著礦工生命安全和煤礦的生產安全，而且由煤自燃引發的爆炸等次生災害危害更大[1-3]。因此，防止采空區自然發火對礦井火災防治具有非常重要的意義[4-5]。

在淺埋藏煤層賦存條件下，煤層的開采受地質條件等因素影響，常導致其采空區裂隙與上覆地表連通及由簡單一源一匯的二維模型變成了復雜的三維漏風通道網，增加了采空區自然發火防治的困難。因此，研究多漏風源對采空區遺煤自燃的影響對預防煤炭自然發火至關重要。文虎等[6]通過數值模擬對比分析了綜放工作面不同漏風源位置對相鄰特厚煤層自燃“三帶”分布的影響，并以此來確定自燃區域的變化，保證工作面安全生產；高峰等[7]利用遙感、實測和數值模擬相結合的方法，分析了漏風裂隙對復合采空區滲流場分布的影響，并劃分出下部煤層開采時上覆采空區遺煤自燃危險區域；邢震[8]采用數值計算、數值模擬和現場實測相結合的方法，研究了淺埋厚煤層條件下導氣裂隙采空區“三帶”的分布情況及不同工況下采空區O2濃度場、CO濃度場、溫度場和壓力場的分布規律；鄭忠亞等[9]以檸條塔煤礦為例，采用采動裂隙相似模擬實驗、SF6檢測技術、現場束管監測及FLUENT數值模擬等多種監測和應用手段，綜合分析了淺埋煤層大采高綜采面采空區自燃危險區域。

針對淺埋藏自燃煤層開采過程中復雜漏風源對采空區遺煤自燃的影響，學者們已經做了大量的研究[10-11]，但由于各個礦井地質條件和環境的差異性使得許多研究成果難以對現場遺煤自燃形成有效的防治措施。因此，本文在充分考慮淺埋藏煤層開采下覆巖裂隙發育的基礎上，利用數值計算、數值模擬和現場測試相結合的方法，研究不同漏風源對采空區自燃“三帶”分布的影響，以期準確預測采空區遺煤自燃程度，為此類型煤層開采條件下自燃“三帶”分布的確定以及工作面的最小推進速度提供數據支持。

1 采空區地表漏風測定

沙坪煤礦1818工作面是淺埋藏煤層賦存條件下的“U”型后退式綜采，采用抽出式通風方式，井下采空區漏風受多種因素影響，利用SF6示蹤氣體開展地表和采空區的漏風測試。

1.1 測定方案

從地面探測結果以及結合目前工作面推進情況，選擇離工作面較近的采空區地表裂隙作為SF6氣體釋放源。在地表裂隙處插入1根0.03 m鋼管，通過鋼管和軟管一次性瞬時釋放10 kg的SF6氣體，同時選擇井下工作面回風上隅角為接收地點，釋放點和接收點的垂直距離為129.83 m，直線距離為181.61 m。具體測點布置如圖1所示。

圖1 SF6釋放地點與檢測點布置示意

1.2 測定結果分析

在地表按照預定時間釋放SF6后，井下回風隅角取樣點在釋放后每隔5 min采集1次示蹤氣體。整個取樣過程持續60 min左右，取樣點SF6濃度變化如圖2所示。由圖2可知，當在地面釋放點釋放SF6氣體后，10 min時在取樣點首次檢測到SF6氣體(最短漏風通道)，50 min時最后1次檢測到SF6氣體(最長漏風通道)，而SF6濃度達到峰值時的累計時間是20 min(主要漏風通道)。

圖2 SF6氣體濃度變化

由于裂隙通道是不規則的，氣體在裂隙通道的滲流軌跡不是直線的，因此，用取樣點到釋放點的距離X0與取樣點檢測到SF6的起始時間和濃度達到峰值時的累計時間T0，計算取樣點漏風通道的漏風風速V，其計算結果見表1。

表1 地表漏風風速

上述現場測試分析發現1818采空區確實存在地表漏風現象，漏風風速為0.06～0.30 m/s，主要漏風通道的漏風風速為0.15 m/s。漏風速度變化范圍較大，這表明漏風通道多且復雜。

通過對井下進、回風巷的測試結果計算，得到工作面回風巷的風量為25.88 m3/s，進風巷的風量為25.28 m3/s，即在負壓通風下地表漏風量約0.60 m3/s。為了準確科學地得到地表漏風下采空區自燃“三帶”范圍分布結果，需進一步對采空區自燃“三帶”進行模擬加以分析。

2 基于多漏風源的采空區自燃“三帶”數值模擬

2.1 采場模型及邊界條件設置

根據1818綜采工作面實際情況構建模型，如圖3所示。采用“U”形通風方式，基于現場SF6示蹤氣體測試，證實采空區符合“兩源一匯”的漏風情況，在采空區上覆地表和工作面進風巷設置漏風入口，地表漏風通道邊界設置為速度入口，速度為0.15 m/s，進風巷邊界設置為速度入口，速度為1.22 m/s，回風巷邊界設置為自由出口。如圖3所示，采空區模型500 m×216.5 m×70 m，工作面7.2 m×216.5 m×3.5 m，巷道5.4 m×3.5 m。

圖3 物理模型

2.2 數值模擬結果及分析

為分析地表和工作面2個漏風源共同作用對采空區自燃“三帶”分布范圍的影響，選取工作面采空區水平高度y=1.5 m的平面O2濃度變化分布圖，如圖4所示，此處和現場采空區布置的束管水平高度一致。

圖4 有地表漏風時采空區O2濃度變化

根據模擬結果平面圖可看出，進風側采空區O2濃度變化梯度較回風側采空區小，距工作面同樣距離的采空區，由進風側至回風側先減小后增大，散熱帶和氧化帶的寬度同樣也是由進風側至回風側先變窄后變寬，這符合“O”型圈效應下的采空區氣體分布特征[12]。進風側采空區氧化帶寬度為42.0～140.5 m，中部采空區氧化帶寬度為19.0～78.0 m，回風側采空區氧化帶寬度為21.0～92.0 m。

為探究地表漏風對采空區自燃區域的影響，模擬同樣工況條件下無地表漏風的自燃“三帶”結果，如圖5所示。由圖5可看出，采空區的O2濃度分布情況同樣符合“O”型圈效應下的采空區氣體分布特征[13]。進風側采空區氧化帶寬度為39.1～103.2 m，中部采空區氧化帶寬度為14.0～52.4 m，回風側采空區氧化帶寬度為19.5～68.5 m。2種漏風條件下采空區自燃“三帶”分布結果見表2。

圖5 無地表漏風時采空區O2濃度變化

由表2可知，有地表漏風存在時，采空區進風側、回風側和中部的氧化帶最大寬度較單一工作面漏風時分別增加了34.4，22.0，20.6 m，且沿采空區走向方向，單位距離O2濃度下降梯度減緩，自燃危險性增加。

表2 模擬采空區自燃“三帶”范圍分布

3 采空區自燃“三帶”現場觀測

3.1 自燃“三帶”測點布置

沙坪煤礦1818工作面采空區“三帶”利用JSG-7型自然發火監測系統和人工取樣分析的方法進行氣體檢測。監測系統的采集探頭和束管傳輸如圖6所示。膠運、回風巷支架后部各鋪設直徑為8 mm的束管，兩巷束管采用鋼管或角鋼作保護套管，埋入采空區的束管管口取樣點處，用大塊矸石或木跺防護，以防止浮煤堵塞束管取樣口。另外，為防止采空區積水抽進束管，束管的進口處抬高1.5 m。

圖6 綜采面采空區自燃“三帶”觀測點布置

3.2 束管監測自燃“三帶”劃分

按照O2濃度7%～18%為氧化帶的劃分指標[14]，對采空區自燃“三帶”進行分析劃分。分析得出采空區進、回風側自燃“三帶”范圍分布，見表3。

如表3所示，1818工作面現場監測自燃“三帶”劃分結果，進風側采空區散熱帶<45.0 m，氧化帶45.0～145.4 m，窒息帶>145.4 m，氧化帶最大寬度100.4 m；回風側采空區散熱帶<21.5 m，氧化帶21.5～94.2 m，窒息帶>94.2 m，氧化帶最大寬度72.7 m。

表3 實測采空區自燃“三帶”范圍分布

3.3 束管監測自燃“三帶”分析

根據現場自然發火監測系統實測數據，對O2濃度和CO濃度進行處理，并利用ORIGIN軟件分別將進、回風側采空區監測到的各點O2濃度實際數據進行多項式擬合處理，得到進風側和回風側的O2及CO隨采空區距工作面距離變化的濃度變化曲線，如圖7～8所示。由圖7可看出，進風側采空區隨工作面的推進，O2濃度整體呈下降趨勢；而CO濃度變化趨勢呈“拱形”狀態，濃度先增大后減小。在距工作面45.0 m的采空區范圍內(散熱帶)，O2濃度下降緩慢，CO濃度逐漸增加，這是因為此處采空區處于自然堆積區，孔隙率高，氣體流通較好，漏風嚴重；在距工作面45.0～145.4 m的采空區范圍內(氧化帶)，O2濃度持續下降且下降速率增大；而CO濃度在此階段出現了峰值，這是因為采空區遺煤的氧化增加了耗氧速率引起O2濃度下降速率增加，產生CO；同時由于此處采空區由自然堆積區向重新壓實區轉換，在工作面推進之后采空區頂板壓實效果良好，孔隙率也逐漸降低，氣體流通受阻，耗氧無法及時補充，且遺煤氧化產生的CO也不易于擴散到其他區域，此處采空區滿足良好的氧化環境促使遺煤發生氧化，從而產生更多的CO。因此，該范圍是自然發火預防和治理的重點區域。

圖7 進風側采空區O2，CO濃度變化示意

回風側采空區O2，CO濃度變化如圖8所示，回風側采空區隨工作面的推進，O2濃度整體呈下降趨勢，且下降速率明顯高于進風側；CO濃度變化趨勢呈“錐形”狀態，濃度先增大后減小。在距工作面21.5 m的采空區范圍內(散熱帶)，O2濃度下降緩慢，CO濃度增加速率較快，這是因為此處采空區漏風嚴重，一部分源自遺煤

圖8 回風側采空區O2，CO濃度變化

氧化一部分源自風流攜帶的進風側遺煤氧化的結果。在距工作面21.5～94.2 m的采空區范圍內(氧化帶)，O2濃度持續下降且下降速率有所增大，CO濃度在此階段出現了峰值，而且O2濃度單位距離下降速率和CO濃度單位距離增加速率相對于進風側都偏大，這是因為一方面采空區遺煤的氧化增加了耗氧產生CO，另一方面，回風側相對漏風量較小，耗氧無法及時補充，而且風流攜帶的進風側遺煤氧化產生的氣體加劇了這一結果。

此外，進回風側的O2濃度隨著工作面的推進，在整體遞減的同時下降速率逐漸增加，這是由于采空區存在橫三區劃分下孔隙率逐漸遞減的規律[15]。因此，隨距工作面距離的增加，采空區CO濃度變化梯度也逐漸增大。這一結果也印證了相比于工作面單一漏風源，有地表漏風存在時，采空區氧化帶最大寬度有所增加，自燃危險性加大。

4 結果與討論

4.1 自燃“三帶”分布的模擬和現場對比

為了驗證數值模擬的準確性，針對模擬和現場監測的自燃“三帶”分布結果進行對比分析，見表4。

表4 模擬和現場自燃“三帶”范圍分布對比

分別對模擬結果和現場監測分析得出的采空區自燃“三帶”分布進行比較，二者氧化帶起始位置、最大寬度和結束位置的相對誤差都不超過7%，說明模擬結果和現場實測分析獲取的采空區自燃“三帶”分布非常接近，該結果對此類型煤層開采條件下自燃“三帶”的確定具有一定的指導意義。

4.2 最小推進速度的確定

掌握綜采工作面回采過程中最小安全推進速度，對煤礦安全生產具有重要意義。影響最小安全推進速度的因素不僅與本煤層的自然發火期有關，還與工作面氧化帶寬度有關。通過現場監測和模擬得到的綜采工作面采空區自燃“三帶”的范圍分布結果可知，氧化帶極限最大寬度Lmax=max{L}=100.4 m，而且本煤層自然發火期為81 d。根據氧化帶的極限最大寬度和自然發火期可以確定1818綜采面回采時的最小安全推進速度如式(1)[16]：

(1)

式中：vmin為最小安全推進速度，m/d；Lmax為綜采面采空區氧化帶極限最大寬度，100.4 m；t為本煤層自然發火期，81 d。

由式(1)計算出工作面最小安全推進速度為1.24 m/d，因此，正常生產情況下，當工作面推進速度v≥1.24 m/d時，采空區自然發火的危險性較低，注意安全預防即可；相反當工作面連續超過81 d平均推進速度v<1.24 m/d時，采空區自然發火的危險性較高，應當采取必要的防滅火措施。

5 結論

1)利用SF6示蹤法對1818工作面地表漏風進行現場測試，結果顯示地表漏風風速為0.06～0.30 m/s，漏風速度變化范圍較大，漏風通道多且復雜。

2)通過數值模擬分析，相比于工作面單一漏風源，有地表漏風存在時，采空區氧化帶最大寬度有所增加，單位距離O2濃度下降梯度減緩，自燃危險性加大。

3)對比分析模擬結果和現場實測結果，采空區自燃“三帶”分布基本一致，依據這一結果限定工作面最小推進速度為1.24 m/d。