高抽巷抽采對煤自燃帶影響的理論分析

安朝峰

(中煤科工集團西安研究院有限公司，陜西 西安 710077)

0 引言

瓦斯災害和煤自燃均是煤礦的主要災害，礦井瓦斯抽采會降低瓦斯濃度，但是會產生漏風效應，增大遺煤自燃的可能性[1-3]。周福寶等[4-5]提出裂隙場、CH4濃度場、O2濃度場和溫度場等多場交匯致災機理及防控技術；褚廷湘等[6-9]研究表明瓦斯抽采加劇了采空區浮煤的氧化，影響采空區遺煤自燃的可能性。

上述研究缺乏高位巷抽采對煤自燃影響方面的理論研究，因此，本文主要在理論方面簡要分析高位巷抽采對采空區煤自燃的影響。

1 綜放采空區裂隙帶內空隙滲流特性

采空區氣體濃度的變化與氣體的滲流、運移規律密切相關，以綜放采空區裂隙帶空隙滲流特性為切入點，深入剖析采空區漏風通道、漏風動力源的形成機理。

1.1 采動裂隙帶煤巖碎脹特征及空隙率分布

工作面的回采過程上覆巖層會逐步呈現離層、斷裂、下沉的現象，煤層開采后，采空區后方頂板巖性以及垮落巖體破壞特性，可將其分為：自然堆積區、載荷影響區、壓實穩定區[10-11]，隨工作面的推進，采空區深度不斷增加，不同深度處冒落巖石的碎脹系數因所受覆巖應力條件不同而發生改變，進而影響采空區冒落巖石空隙率的大小，導致空隙率隨采空區深度發生變化。

根據“砌體梁”理論，巖層內的移動曲線方程[12]

=hφ-[∑hi+h(1-φ)](KP-1)

(1)

煤巖碎脹系數及采動裂隙帶空隙率的計算如下

(2)

(3)

式中，V為上覆巖層垮落后的體積，m3；H為上覆巖層的垮落高度，m；V空間為上覆巖層垮落后的空隙體積，m3；H空間為垮落后上覆巖層的空隙高度，m。

聯立式(2)、(3)可得

(4)

采動裂隙帶的空隙率ε隨采空區深度x的變化規律如下

(5)

從公式(5)分析可以得出，綜放采空區裂隙帶內冒落煤巖的空隙率越大，采空區氣體的滲流、運移狀態越好。

1.2 采動裂隙帶滲透率分布

采動裂隙帶內，滲透率能夠有效反映采空區內氣體流動難易程度，直接影響氣體在采空區內滲流運移狀況，進而影響采空區的漏風。采動裂隙帶空隙率隨采空區深度的變化而不斷發生變化，采空區裂隙帶滲透率呈現動態變化，將表達式(5)帶入到多孔介質的Carman公式[10]可得到采動裂隙帶滲透率的計算公式如下

(6)

式中，Dm為采動裂隙帶內破斷巖塊平均粒徑，m；從Carman公式可看出采動裂隙帶內冒落煤巖的滲流特性主要取決于采動裂隙帶內破斷巖塊的平均粒徑Dm和空隙率ε。

當認為采動裂隙帶內破斷巖塊的平均粒徑Dm隨采空區深度的增加變化較小時，采動裂隙帶滲透率隨采空區深度變化規律如圖1所示，采空區后方支架后一定距離內，冒落巖石處于自然堆積區，巖石碎脹系數較大，區內的滲透率A也較大，往采空區深部延伸，冒落巖石處于載荷影響區，由于載荷的影響，滲透率在一定程度上有所減小，繼續向采空區深部延伸，冒落巖石處于壓實穩定區，滲透率幾乎不發生變化，近似可認為其為定值，當采空區深部達到一定值時，理論上滲透率存在一個極限值B。

圖1 采動裂隙帶滲透率隨采空區深度變化規律Fig.1 Variation law of permeability of mining fracture zone with goaf depth

工作面上覆巖層的垮落高度平均為30 m，上覆巖層的最大理論下沉值為7.38 m，根據經驗[10]自然堆積區的碎脹系數取值1.32，巖體垮落破碎后的平均粒徑取0.35，壓實穩定區的碎脹系數取1.12，巖體垮落破碎后的平均粒徑取0.23，因此計算可得到支架后部滲透率值A的理論值為42.5×106m2，采空區深部滲透率極限值B的理論值為6.27×106m2，則綜放采空區裂隙帶滲透率介于6.27×106～42.5×106m2之間。

2 抽采對自燃“三帶”分布影響理論分析

2.1 高位巷道抽采瓦斯作用機理

工作面的回采過程上覆巖層會逐步呈現離層、斷裂、下沉的現象，逐漸演化形成覆巖裂隙發育的橢拋帶展布[11-12]，為瓦斯運移和聚集提供了通道和空間，聚集高濃度的瓦斯。在距煤層頂板一定距離沿煤層走向布置一高位抽放巷道，對采動裂隙帶內部的高濃度瓦斯進行抽采，減少采空區瓦斯涌向工作面，高位巷道布置如圖2所示。

圖2 高位巷道布置Fig.2 Layout of high-level roadway

2.2 綜放采空區漏風通道的形成及其漏風動力

采空區冒落巖石符合多孔介質的特征，根據雙重介質理論，可認為采動裂隙是采空區內風流滲流、運移的主要通道[13]。

由于高位巷道貫穿于整個采動裂隙帶，工作面回采過程中，上覆巖層受煤層采動及高位巷道松動效應影響誘導覆巖裂隙發育，引發高位巷、采動裂隙帶形成貫通態勢，形成漏風通道；由于冒落巖石間存在空隙，氣體在壓力作用下便可沿空隙發生滲流運移，在高位巷內，抽采壓力為負值，氣流沿著漏風通道彌散，進而形成采空區漏風動力，漏風量大小與高位巷道的抽采負壓密切相關，抽采負壓增大導致漏風通道兩端壓差增大，漏風量相應增大，漏風也就越嚴重；同時采空區遺煤的氧化導致周圍環境升溫，采空區混氣密度減小，導致混氣產生升浮擴散效應，形成內生火風壓，加劇采空區的漏風，形成了漏風的另一動力源。

2.3 瓦斯抽采負壓對自燃“三帶”分布影響

在采動裂隙帶淺部范圍內，風流速度較大，流動為紊流，可認為采動裂隙帶內，風流的流動規律近似遵循Bachmat[14]提出的非線性滲流方程

(7)

式中，K為滲透率，m2；J為水力梯度，J=-(P+ρgk)/γ，P為高位巷道抽采負壓值，Pa；k為垂直向上單位矢量；γ為重度，N/m3；ρ為混合氣體的密度，kg/m3；v為流體運動黏性系數,m2/s；g為重力加速度，m/s2；q為比流量，L/(s·m)；β為幾何形狀系數；ε為空隙率；Dm為采動裂隙帶內破斷巖塊的平均粒徑，m。

將空隙率表達式(5)及滲透率表達式(6)帶入非線性滲流方程(7)可得高位巷道負壓值與采空區深度x處漏風比流量的關系式如下

(8)

高位巷道為負壓抽采，抽采負壓恒定時，由于采動裂隙帶內滲透率K隨采空區深部的增大而逐漸減小。因此，采空區不同深度的漏風比流量也不同，采空區深部的漏風較淺部而言變小。

無高位巷道抽采時，采空區深部的風流非常弱，漏風量很小，采空區遺煤在有氧環境中，物理吸附、化學作用均存在，使得采空區深部的氧氣濃度逐漸降低；同時遺煤氧化升溫，煤的吸附瓦斯逐漸解吸為游離瓦斯，對氧氣產生稀釋和驅替作用，使采空區氣體中的氧氣體積分數逐漸降低，低于5%成為窒息帶。

高位巷負壓抽采作用下，采空區覆巖采動裂隙帶、高位巷貫通，進而形成漏風通道，在抽采負壓作用下，采空區深部氣體不斷地滲流、運移至高位巷；在采空區淺部，氣體不斷地流入采空區深部，不斷恢復深部采空區的氧氣體積分數，導致深部采空區在不斷有氧氣補給的情況下氧氣體積分數基本保持穩定，原為窒息帶的區域，因氧氣體積分數達標，進而演變為自燃帶。與無高位巷道抽采條件下相比，采空區自燃帶邊界向采空區深部延伸，分布范圍寬度加寬，窒息帶范圍則向采空區更深部移動，高位巷道抽采負壓P越大，漏風比流量q值越大，漏風愈發嚴重，采空區自燃帶增加的范圍程度越大，而采空區的窒息帶范圍向采空區深部移動距離加大。

3 結論

(1)覆巖采動裂隙帶與高位巷之間，呈現立體漏風通道，負壓抽采及內生火風壓聯合作用形成采空區漏風動力。

(2)高位巷抽采作用下，會加寬進風側自燃帶的寬度，縮小回風側自燃帶的寬度。

(3)僅從理論方面研究分析高位巷對煤自燃帶寬度的影響，針對不同礦井的實際條件，公式的普適性還需結合數值模擬及實踐應用進一步優化完善。