特厚綜放面采空區自燃“三帶”的分布規律研究

宮 彪

(大同煤礦集團有限公司通風處，山西省大同市，037003)

礦井火災發生速度快，范圍廣，控制難度大，是直接威脅礦井安全生產的主要災害之一。近年來,隨著綜采放頂煤技術的推廣應用，煤礦雖然實現了高產高效的目標，但這種采煤方法在采空區留煤較多，加之采空區漏風嚴重，所以綜放面采空區的自然發火危險性也較大。因此，研究采空區自燃“三帶”，即散熱帶、氧化升溫帶和窒息帶的分布規律，確定出合理的工作面推進速度，對防止采空區自燃、保障礦井安全生產具有十分重要的意義。

1 工作面概況

金莊煤業8201綜放工作面內部靠近停采線約250 m范圍內為3-5#煤層合并區，其余大部分3#煤層和5#煤層分開。在兩煤層分開區域內，5#煤層平均厚度為15.3 m；3#煤層平均厚度為3.27 m；3#煤層和5#煤層之間的夾層厚度為0.71～1.77 m，平均厚度為1.2 m，夾層巖性主要為泥巖、炭質泥巖、高嶺質泥巖等。在兩煤層的合并區，最大煤層厚度為22.3 m，傾角為3°～6°。8201工作面走向長1262 m，傾斜長220 m，為“一進一回”兩巷布置，2201巷為進風、運煤巷，5201巷為回風、運輸兼作行人巷。經測定3-5#合并煤層自燃傾向性為容易自燃，自然發火等級為Ⅰ類，最短自然發火期為41 d，具有爆炸危險性。

由于8201工作面在回采過程中采用的是綜采放頂煤開采方法，該開采方法在放頂煤后頂板垮落范圍大，在采場后方形成冒落、破碎帶，在礦壓作用下，采空區在短時間內很難被壓實，所以漏風通道多，漏風嚴重。此外，綜采放頂煤開采方法的回采率不高，在采空區的遺煤量較大，且該方法比其他方法多了一道放頂煤工序，工作面推進速度比較慢，增加了采空區遺煤與氧氣的接觸時間，所以8201工作面采空區的自然發火威脅較大。

2 8201綜放面采空區自燃“三帶”數值模擬

為避免8201綜放面在回采過程中采空區發生自燃，必須確定出合理的工作面推進速度，而要確定工作面的推進速度就必須知道采空區氧化升溫帶的寬度。為此，在工作面不采取任何防滅火措施的條件下對8201綜放面采空區自燃“三帶”的分布進行了數值模擬。

2.1 模型建立

通過現場實際測定可得,2201進風巷斷面積為18.9 m2，進風風速測量值為2.04 m/s；5201回風巷斷面積為17.5 m2，回風風速測量值為2.24 m/s。根據采場上覆巖層運動的關鍵層理論，關鍵層初次斷裂后在采空區中部趨于壓實，而在采空區兩側仍各保持一個離層區，工作面側的離層區隨工作面開采而不斷前移，從平面看，在采空區四周存在一沿層面橫向連通的離層發育區，稱為采動裂隙“O”形圈，相應數值模擬采空區按照采動裂隙“O”形圈理論設置。

本次數值模擬模型具體參數：工作面長度220 m、寬度4 m，采空區走向長度250 m，進風巷長度30 m、寬度5.4 m，回風巷長度30 m、寬度5 m。應用GAMBIT軟件建立一源一匯的二維物理模型，進行網格化，將坐標原點定在進風巷端頭，指向采空區的方向為Y軸正方向，指向工作面的方向為X軸正方向，兩方向的步長均取1 m，即網格大小為1 m×1 m，網格數量共計66382個。并將采空區劃分成壓實區、過渡區、未壓實區、工作面、入風巷及回風巷6部分，如圖1所示。

圖1 模型網格劃分圖

由于工作面空間存在支架立柱、梁、采煤機機組、人員設備等，增加了工作面通風阻力，因此，將壓實區、過渡區、未壓實區及工作面這四部分都定義成為多孔介質區。

2.2 模擬結果分析

假設采空區松散煤體及巖體各為均勻多孔介質；計算區域內流體密度不變，空氣滲流在過渡區和壓實區符合達西定律；空氣中的氧與煤反應而被消耗，同時產生CO2等氣體，氣體消耗量與產生量相等，使空氣總量不發生變化；空氣中各組分按照Fick定律從濃度高處向低處擴散；由于煤自燃過程非常緩慢，認為在正常生產中，采空區的滲流、擴散及化學反應是穩態過程，采空區溫度在回采過程中變化不大，基本保持在300 K，因此不考慮熱傳導。通過模擬，可得到金莊煤業8201綜放面的氧濃度分布如2圖所示。

圖2 采空區氧氣濃度分布圖

綜合上述分析，運用數值模擬方法得到的采空區自燃“三帶”分布情況如圖3所示。

圖3 數值模擬采空區自燃“三帶”范圍

由圖3可知，在不向工作面采空區采取任何防滅火措施的情況下，在采空區進風側，距工作面45 m處進入氧化帶；在采空區回風側，距工作面33 m處進入氧化帶。即散熱帶寬為33～45 m，窒熄帶為距工作面150～175 m之后的范圍。

3 采空區注氮及端頭堵漏措施

(1)采空區注氮措施。在8201綜放面的進風側沿進風巷預埋設三趟注氮管路。當第一趟埋入采空區20 m后開始注氮，同時又埋入第二趟注氮管路；當第二趟注氮的管口埋入采空區20 m時向采空區注氮，再埋入第三趟注氮管路，同時斷開第一趟注氮管路；如此循環，直止工作面采完為止。

(2)采空區端頭堵漏措施。端頭封堵作為防滅火的輔助手段，能有效減少采空區漏風、縮短采空區氧化帶長度、降低采空區自然發火隱患。在頂板條件允許情況下，8201工作面上、下端頭每隔10 m各構筑一道粉煤灰墻，且每兩道粉煤灰墻之間加設一道6 m×7 m的風幛，封堵墻必須從煤幫構筑到

后溜尾處，確保將端頭封堵嚴實。每道封堵墻厚度為1.8 m，構筑時每碼放一層粉煤灰袋就鋪灑一層粉煤灰固化材料(甲乙料)，封堵裂隙、接頂，待粉煤灰墻構筑完畢后，用粉煤灰固化材料(甲乙料)對墻體進行抹面，確保墻體嚴密不漏風。墻體規格按巷道斷面規格確定。

4 注氮、端頭堵漏條件下采空區自燃“三帶”劃分

4.1 束管監測系統

采空區束管監測系統由采樣器、接管箱、放水器、除塵器、抽氣泵、采樣控制柜和分析單元等組成，利用真空泵通過一組空心塑料管將井下檢測地點的空氣直接抽至分析單元中進行實時監測。它的優點主要是能實現連續監測、分析數據可靠，當井下發生事故斷電撤人后也能保持正常的監測工作，不但可以用于煤炭自燃的早期預報，還可以監測礦井內其他氣體成分的變化。

在金莊煤業8201綜放工作面2201進風巷和5201回風巷各安裝一組束管。安裝前，工作面支架保持不移架，后部刮板輸送機拉進，留出埋入束管的空間。安裝時，將工作面后部刮板輸送機靠采空區側刮板外邊緣浮煤清出，保證束管的埋入深度為距離刮板上邊緣0.2 m。連接好并埋入后，用浮煤蓋實。工作面各束管連接至地面束管監測主系統，采樣氣體由氣相色譜儀進行分析。

4.2 觀測結果及分析

選取8201綜放工作面在采取注氮及端頭堵漏的條件下的2201進風巷束管監測數據和5201回風巷束管監測數據分析采空區氧濃度場分布，以確定8201工作面自燃“三帶”范圍。監測數據見表1。

表1 束管監測數據表

由以上觀測數據，可得5201回風巷與2201進風巷幾個時間段內，采空區距工作面不同位置處的氧濃度曲線圖，如圖4所示。

目前，一般認為，窒息帶氧濃度≤7%，氧化帶氧濃度為7%～18%，散熱帶氧濃度≥18%。由圖4可知，5201回風巷在第1時間段內距離工作面0～35 m為散熱帶，35～52 m處為氧化帶，52 m以后為窒息帶；5201回風巷在第2時間段內距離工作面0～10 m為散熱帶，10～63 m處為氧化帶，63 m以后為窒息帶；5201回風巷在第3時間段內距離工作面0～22 m為散熱帶，22～83 m處為氧化帶，83 m以后為窒息帶；2201進風巷在第1時間段內距離工作面0～22 m為散熱帶，22～107 m處為氧化帶，107 m以后為窒息帶；2201進風巷在第2時間段內距離工作面0～31 m為散熱帶，31～54 m處為氧化帶，54 m以后為窒息帶。分析可知，8201綜放工作面3-5#合并煤層采空區在采取注氮及端頭堵漏措施后，進風巷側散熱帶邊界為22～31 m處，氧化帶的最大寬度為85 m，54～107 m處為窒息帶的起始邊界；8201工作面回風側散熱帶邊界為10～35 m處，氧化帶的最大寬度為61 m，52～83 m處為窒息帶的起始邊界。

圖4 采空區距工作面不同距離處的氧濃度曲線圖

5 8201綜放面合理推進速度的確定

通過上述分析可知，在工作面采空區采取注氮及端頭堵漏措施的情況下，采空區氧化帶的最大寬度為85 m，則其每月的最小推進距離為62.2 m/月；在工作面采空區不采取注氮及端頭堵漏措施的情況下，采空區氧化帶的最大寬度為130 m，則其每月的最小推進距離為95.2 m/月。

由于《關于進一步規范和改善煤炭生產經營秩序的通知》要求全國煤礦自2016年起全年作業時間不超過276個工作日，落實到每月即不超過23 d。則在采取注氮及端頭堵漏措施的情況下，每天的最小推進距離為2.7 m/d；在不采取注氮及端頭堵漏措施的情況下，每天的最小推進距離為4.1 m/d。

由于受到礦井產量及礦井運輸能力的限制，8201工作面每天的推進距離不能太大。推進距離太大易引發各種災害事故；但推進距離也不能太小，太小無法確保整個礦井的正常運轉。目前金莊煤業8201工作面所采用的采煤機的有效截深為0.8 m，綜合考慮各種因素的影響，確定8201工作面每天割4刀煤，即推進距離為3.2 m/d，因為該推進距離小于不采取防滅火措施情況下的最小推進距離4.1 m。因此，為防止8201工作面采空區自然發火，需采取一定的防滅火措施，即可向采空區采取注氮和端頭堵漏的措施。

6 結論

(1)在采空區不注氮及不堵漏的條件下，通過模型的建立、條件的假設及結合現場數據，模擬了8201綜放面采空區自燃“三帶”的分布范圍。

(2)束管監測系統實現了對8201綜放面采空區內氧濃度的實時監測，通過對進風巷和回風巷多個時間段內的監測數據的分析，劃分出了采空區在采取注氮及堵漏措施下的自燃“三帶”分布范圍。

(3)計算了8201綜放面在采取注氮及堵漏措施和不采取注氮及堵漏措施兩種條件下每月的最小推進距離，并結合每年作業時間不超過276 d的生產要求，進一步計算了兩種條件下每天的最小推進距離。

(4)考慮到礦井的生產能力及運輸能力，在確保礦井可以正常運轉的條件下，結合8201綜放面采煤機的有效截深，確定了合理的工作面推進速度，并提出了相應的防滅火措施。

參考文獻：

[1] 徐精彩,張辛亥,鄧軍等.常村煤礦2106綜放面采空區“三帶”規律及自燃危險性研究[J].湖南科技大學學報(自然科學版), 2004(3)

[2] 畢巖峰,張人偉,代曉亮.采空區“三帶”劃分數值模擬及其應用[J].煤炭技術,2013(1)

[3] 靳玉萍,張兵.基于非穩態對流擴散方程高階緊致差分的煤自燃數值模擬[J].科學技術與工程,2014(14)

[4] 周心權.煤礦采空區自燃防治和應急處置能力提高的建議[J].煤炭科學技術,2013(9)

[5] 海林鵬.淺埋綜放采空區自燃“三帶”的分布規律的實測與數值模擬研究[J].科學技術與工程,2013(17)

[6] 童校長,宋家勇.綜采工作面采空區自燃“三帶”測定技術[J].煤炭技術,2016(3)

[7] 趙國彬,潘鳳龍.綜放工作面采空區自燃“三帶”的測定[J].煤炭與化工,2016(4)

[8] 郭樹武.注氮技術在回采工作面采空區內因火災防治中的應用[J].華北科技學院學報,2016(5)

[9] 蔡周全,王龍,邢書寶等.束管監測系統在煤礦應用中存在的問題及解決方法[J].煤炭技術,2016(7)

[10] 何啟林,彭偉.利用束管監測系統預報采空區遺煤氧化情況[J].安徽理工大學學報(自科版),2011(3)