基于惰化平衡的厚煤層透采空區煤自燃防控方法

孫廣京，何鋮茂，李乃祿，陳成果，范會峰，秦志華

（1.貴州六盤水師范學院，貴州 六盤水 553000；2.中煤科工集團重慶研究院有限公司，重慶 400037；3.彬縣水簾洞煤炭有限責任公司，陜西 咸陽 712000；4.西安科技大學 安全科學與工程學院，陜西 西安 710000）

近年來，關于采空區煤自燃火災隱患分析及防治技術，相關學者已做了大量研究[1-3]。漏風是引起采空區煤自燃的主要原因之一[4-6]。受工作面采掘活動、煤層賦存復雜地質條件、大氣參數變化等因素的影響，采空區周邊距離工作面本層、層間、地表等多個區域風阻的變化導致采空區內外壓能分布不均，存在漏風壓差，多空隙介質環境下遺煤不斷氧化升溫引起自然發火。當前主要采用數值模擬和現場觀測相結合的方法開展研究，通過建立有限元數學模型，利用數值模擬的手段分析采空區漏風流場[7-9]。在采空區漏風現場觀測方面，利用瞬時釋放法在風源位置持續釋放示蹤氣體，對可能漏風點進行取樣，通過檢測風流中示蹤氣體含量，分析漏風通道，估算最小漏風速度與漏風量，結合現場實際條件確定煤自燃隱患程度和位置[10-11]。在采空區煤自燃隱患防控方面，以“減少采空區漏風、降低采空區氧體積分數”為預防原則開展預防。厚煤層綜放開采遺煤量大，采空區周邊煤柱破碎嚴重，當本煤層內存在老采空區時，工作面推進會增加本煤層內采空區周邊裂隙導通，造成本面采空區和煤層內采空區貫通，形成復合采空區。工作面在不同采掘階段，煤層覆巖采動裂隙時空演化規律不明確，漏風規律極為復雜，煤自燃隱患區域辨識難度大，難以做到采空區煤自燃隱患的有效防治[12-14]。為此，采用現場測定與數值模擬相結合的方法，在分析厚煤層綜放開采條件下工作面透采空區各流場之間耦合關系的基礎上，以水簾洞煤礦大巷煤柱（北）綜放工作面為對象，開展采空區漏風觀測和規律研究，提出基于“惰化平衡”的厚煤層透采空區煤自燃防控技術思路，為復雜環境條件下采空區煤自燃隱患超前預控工作提供新方法。

1 工作面概況

水簾洞煤礦為高瓦斯礦井，當前開采4#煤屬Ⅰ類易自燃煤層，絕對瓦斯涌出量23.5 m3/min。其中大巷煤柱（北）綜放工作面位于+770 水平大巷煤柱北部，西鄰ZF2801 工作面采空區，北部為北十一巷、北十二巷周邊老采空區。工作面運輸巷長為335 m，回風巷長為360 m，工作面設計長度為170 m，煤層總體南高北低。根據歷史資料顯示，北十二巷沿本煤層底板由東向西以房柱法開采并遺留多個老采空區，其寬度約2～4 m，長度約100～150 m。工作面布置如圖1。

圖1 工作面布置示意圖Fig.1 Layout of working face

本煤層內多個采空區層位復雜，結合回風巷探查鉆孔初步探明本煤層至少存在7 個采空區。采空區間保護煤柱長期承壓，破碎嚴重，裂隙導通性良好。工作面運輸巷由于揭露北十二老巷，破壞老舊木棚支護，空洞顯露，巷幫嚴重破碎且頂板破裂。回風巷掘進期間，為探測煤層中采空區位置，實施探查鉆孔，在地應力的作用下使周邊產生裂隙，鉆孔裂隙與保護煤柱裂隙相連形成一片漏風通道。當切眼貫通形成負壓通風后，漏風風流通過裂隙在煤層內采空區之間運移，導致采空區內部氧氣濃度升高，煤自燃危險程度加劇，高濃度瓦斯在采空區積聚。

2 采空區漏風通道測定

2.1 測定方案

利用SF6示蹤氣體法測定本煤層內采空區漏風通道。試驗儀器主要包括：SF6氣瓶、減壓閥、流量計、負壓采樣器、球膽和氣相色譜儀等。采用連續定量釋放法，即在釋放點連續釋放一定數量的SF6氣體，在采樣點處取樣分析（間隔2～5 min 開始取樣），通過分析氣樣中SF6氣體體積分數確定釋放點與采樣點之間的裂隙導通性。在運輸巷與回風巷相應位置設立7 個氣體監測鉆孔，設立2 個氣體釋放鉆孔并預埋束管。氣體監測鉆孔參數見表1。

表1 氣體監測鉆孔參數Table 1 Gas monitoring borehole parameters

2.2 漏風通道確定

氣體釋放人員到達預定位置，開始釋放SF6氣體，流量為60 mL/min，連續釋放5 min。釋放后進行氣樣采集工作逐點采氣，分析采集氣樣中的SF6氣體體積分數。測點布置圖如圖2，采樣檢測結果見表2。

圖2 測點布置圖Fig.2 Layout of measuring points

表2 采樣檢測結果Table 2 Sampling test results

由表2 可知：①當在運輸巷距切眼300 m 位置處釋放SF6氣體時（試驗Ⅰ），1#～7#鉆孔均未檢測到SF6存在，表明該位置煤體裂隙發育小，與各采樣點之間不存在漏風通道，SF6僅在鉆孔內部積聚，未向回風側運移；②在運輸巷距切眼50 m 位置處釋放SF6氣體時（試驗Ⅱ），除6#、7#鉆孔外，1#鉆孔（運輸巷距切眼200 m）～5#鉆孔（回風巷距切眼100 m）均檢測到SF6，表明6#、7#鉆孔（回風巷距切眼150、200 m）深部煤體裂隙發育小，與各采樣點之間不存在漏風通道。

2.3 現場氣體觀測

鉆孔CO 體積分數如圖3。由圖3 可知，同一時期內，回風巷側7#鉆孔（距切眼200 m）內O2體積分數最低，而CH4的體積分數則達到最大，表明7#鉆孔處煤體裂隙發育極低，巷道向內漏風量較低。2#鉆孔（距切眼100 m）O2體積分數極大，且CH4體積分數較小，表明該處裂隙較大，漏風明顯。回風巷內3#鉆孔（距切眼50 m）內O2體積分數較運輸巷2#鉆孔驟減，CH4體積分數則保持較高水平，表明切眼向外50 m 范圍裂隙煤體區漏風量小；隨著到切眼距離的增加，4#、5#鉆孔（距切眼70 m、100 m）O2體積分數變大，此處煤體裂隙貫通，漏風明顯。運輸巷、回風巷距離切眼200 m 位置煤體漏風小，回風巷距切眼50～100 m 范圍漏風明顯。

圖3 工作面開切眼期間各鉆孔氣體體積分數Fig. 3 Gas volume fraction of each borehole during the opening of the working face

3 采空區漏風流場模擬分析

3.1 數值模型

基本假設：①采空區幾何模型簡化為僅有垮落帶的矩形幾何體，空隙率為空間位置的函數；②采空區內氣體為不可壓縮氣體，遵循非線性滲流定律。

1）質量守恒方程。

式中：ρ 為氣體密度，kg/m3；vx、vy、vz為x、y、z 方向速度，m/s；t 為流動時間，s。

2）動量守恒方程。

式中：u 為速度矢量，m/s；I 為單位張量；p 為壓力，Pa；F 為體積力，N/m3。

3）理想氣體狀態方程。

式中：p 為壓力，Pa；M 為氣體摩爾質量，g/mol；R 為理想氣體常數，8.314 J/（mol·K）；T 為溫度，K。

3.2 幾何模型及邊界條件

根據SF6示蹤氣體漏風測定試驗，并結合工作面周邊老采空區物探結果，設定本模型距切眼200 m 以內范圍為采空區區域，各采空區之間存在裂隙，其幾何參數見表3。本模型實際設定采高3.5 m，采空區垮落帶高10 m，運輸巷與回風巷寬度為5 m。

表3 采空區幾何參數Table 3 Geometric parameters of goaf

運輸巷入口面設為inlet，空氣流速0.8 m/s，回風巷出口面設為outlet，為自然出流，模型內部面設為interior，其余面設為wall，實體煤區域為固體。裂隙煤體區設為多孔介質區域，孔隙率為0.001。采空區為多孔介質，其遺煤區域設置氧氣消耗源項，空隙率和滲透率依據經驗方程進行設定[15]，并在Fluent中進行UDF 編譯。

本模型使用六面體網格法劃分網格，其中采空區垮落帶區域網格尺寸1 m，裂隙煤體區網格加密0.1 m，網格總數120 萬，網格平均質量1。

3.3 采空區漏風流場

工作面初采期間周邊采空區O2滲流場如圖4。

圖4 工作面初采期間周邊采空區O2 滲流場Fig.4 O2 seepage field in surrounding goaf during initial mining of working face

由圖4（a）可知，當工作面切眼貫通后，形成全負壓通風，巷道風流大量漏入本煤層內采空區，受回風巷一側卸壓鉆孔、瓦斯抽采鉆孔等孔周裂隙場影響，漏風風流由運輸巷向回風巷運移。其中切眼向外100 m 范圍采空區氧氣最遠滲流至回風巷側，形成東西走向貫通性漏風，此范圍內最小O2質量分數為6%，切眼向外100～200 m 范圍內O2質量分數則呈現逐漸減小的趨勢。

由圖4（b）可知，隨著高度的增加，采空區同一位置處O2質量分數逐漸減小，其主要原因為采空區冒落帶上覆巖層空隙率小，O2滲流較為困難。

由圖4（c）可知，各采空區O2質量分數隨其深度的增加逐漸遞減，且采空區O2擴散程度隨距切眼距離的增加而逐漸減小，其中運輸巷端頭近切眼處O2擴散的范圍明顯大于回風側。

3.4 采空區煤自燃危險區域

結合采空區遺煤自燃危險性劃分標準[16]：氧氣體積分數介于8%～18%為煤自燃氧化帶，由此確定大巷煤柱（北）工作面初采期間周邊大面積采空區煤自燃危險區域如圖5。

圖5 工作面初采期間周邊大面積采空區煤自燃危險區域Fig.5 Coal spontaneous combustion dangerous area in surrounding large goaf during initial mining of working face

由圖5 可知，切眼向外約125 m 范圍為煤自燃危險區域，切眼向外50 m 范圍內危險區域由運輸巷向回風巷最大延伸約100 m，此區域應為大巷煤柱（北）綜放工作面初采期間周邊大面積采空區氣體運移重點防控區域。

4 采空區煤自燃防控方法

4.1 工作面開切眼時期煤自燃防控方法

工作面切眼貫通后本煤層內采空區漏風嚴重，內部O2、CO、CH4等氣體呈現復雜運移特征，形成煤自燃危險區域。因此，對重點防控區域以注氮氣惰化平衡為主，兩巷道巷幫噴漿和采空區壓注水玻璃凝膠隔離為輔。工作面開切眼期間煤自燃防控方法如圖6。

圖6 工作面開切眼期間煤自燃防控方法Fig.6 Prevention and control method of coal spontaneous combustion during open-off cut of working face

4.1.1 封閉式氮氣惰化

根據采空區漏風情況，設計的注氮各參數為：①Q0：大面積采空區總漏風量，約8.3 m3/min；②C1：大面積采空區氧化帶平均氧氣體積分數，約13%；③C2：惰化防火指標氧氣體積分數，為8%；④CN：注入氮氣體積分數，約98%；⑤p2：輸氮管末端設計壓力，0.1 MPa；⑥Qmax：最大輸氮量，3 000 m3/h；⑦D0：主輸氮管路管徑，200 mm；⑧Di：支管路管徑，150 mm；⑨Li：輸氮距離，32 00 m。大巷煤柱（北）工作面周邊采空區注氮流量約600 m3/h，輸氮壓力為0.36 MPa。對運輸巷距切眼50、100 m 2 處位置附近施工注氮鉆孔，孔深20 m，單孔壓注流量300 m3/h。

4.1.2 多鉆孔連續壓注凝膠

將礦井黃泥灌漿管路改造為水玻璃凝膠管路，在運輸巷與回風巷分別形成1 套注膠系統，即2 臺雙液泵、4 路直徑25 mm 注膠管路，保障兩巷道水玻璃流量為25～50 m3/d。運輸巷內1 路注膠管路分別對距切眼100、200 m 位置進行小流量壓注；回風巷每隔50 m 設計注膠孔，壓注水玻璃凝膠分為普注、加固，普注量為25～50 m3/d，壓注凝膠量以返漿為準，使運輸巷與回風巷間老采空區形成部分大面積隔離帶，封堵漏風。

4.1.3 多鉆孔氣體監測

利用前期在運輸巷與回風巷設立7 個束管監測鉆孔，監測采空區氣體涌出量變化情況如圖7。

圖7 工作面開切眼期間各監測鉆孔氣體分布Fig.7 Gas distribution of each monitoring boreholeduring open-off cut of the working face

開采初期主要對切眼東段已揭露采空區和后部采空區進行治理，兩巷道巷幫噴漿，各監測鉆孔氧氣體積分數均保持較高水平，且1#、2#、4#鉆孔均檢測到CO，其中4#鉆孔CO 體積分數高達70×10-6，表明回風巷距切眼70 m 位置煤自燃隱患較大。隨后對運輸巷一側采空區壓注氮氣惰化，回風巷一側壓注水玻璃凝膠堵漏，各監測鉆孔氧氣體積分數開始降低，且CH4體積分數開始逐漸上升，CO 體積分數大幅下降。

4.2 工作面過采空區時期煤自燃防控方法

工作面過采空區時期煤自燃防控方法如圖8。

圖8 工作面過采空區期間煤自燃防控措施Fig.8 Prevention and control measures for coal spontaneous combustion during working face passing through goaf

針對本面后部采空區，可在進回風隅角埋設束管，每天對該區域氣體進行取樣分析，兩端頭懸掛擋風簾，巷道覆蓋長度20 m，每隔10 m 構筑1 道爐渣袋墻，每隔50 m 構筑2 道間距1 m 隔離墻，及時對間距內注漿、壓注膠體；兩巷道自切眼起每隔15 m，在工作面端頭施工1 道爐渣袋隔離墻。工作面回采期間，在采區通風系統發生變化時，及時測定和調整工作面的風量，減少采空區內漏風范圍和漏風量。

針對本煤層采空區，可持續對已探明采空區壓注高分子充填材料；利用地面二氧化碳罐車通過二氧化碳蒸發器連接井下注氮管路對其間歇性壓注液態CO2，降低采空區煤自燃高溫隱患，保持內部氣體平衡。

工作面過采空區期間各監測鉆孔氣體分布如圖9。

由圖9 可知，在回采前期，各鉆孔O2體積分數均逐漸上升，CH4體積分數均逐漸降低，表明工作面采動增大了各采空區之間裂隙，導致漏風增加。其中1#（運輸巷距切眼200 m）、5#（回風巷距切眼100 m）鉆孔CO 體積分數開始增加，表明此兩處位置漏風嚴重，該兩處采空區破碎煤體出現低溫氧化現象。隨著回采中加大實施注氮氣、注凝膠等防滅火作業，各鉆孔O2體積分數開始下降，CH4體積分數保持平衡，1#、5#鉆孔CO 體積分數開始降低。

圖9 工作面過采空區期間各監測鉆孔氣體分布Fig.9 Gas distribution of each monitoring borehole during the working face passing through the goaf

4.3 工作面停采時期煤自燃防控方法

工作面停采撤面時期通過隅角設煤垛墻、氣體監測、注氮和注膠等“惰化平衡”措施，對采空區煤自燃危險區域超前防控[17]，具體措施如下。

1）停采前分別在兩巷端頭距終采線30、15、5 m的進回風隅角各施工1 道3 m 煤垛墻，墻內埋設注氮管路、監測束管。

2）調整好架間距，每3 個架間必須確保有2 個架間留設間隙能正常施工防滅火鉆孔。

3）停采撤面時，調整工作面風量至400 m3/min。

4）兩巷采空區隔離墻垛內留設注膠管路、監測束管，兩端頭及運輸巷的隔離墻間壓注膠體，防治端頭漏風。

5）停采撤面后，采空區注膠體，對重點區域進行補注。

6）長短孔結合預防架頂煤體自燃，在進風隅角（前刮板輸送機機頭）絞車硐室內，向20#至40#架頂施工長距離大孔徑鉆孔，進行注漿堵漏。

5 結 語

1）切眼向外200 m 范圍內本煤層采空區之間存在明顯漏風裂隙，運輸巷、回風巷距離切眼200 m位置煤體漏風小，回風巷距切眼50～100 m 范圍漏風明顯。

2）工作面切眼貫通，運輸巷一側漏風流通過本煤層內采空區裂隙向回風側運移，且采空區內O2質量分數隨距切眼距離的增加而逐漸減小，切眼向外約100 m 范圍為本煤層采空區煤自燃危險區域。

3）建立基于惰化平衡的煤自燃防控方法，對工作面在開切眼、過采空區、停采期間進行噴漿、注凝膠和注氮氣，使得本煤層采空區內O2與CO 體積分數逐漸降低，保障了工作面的安全回采。