近距離煤層工作面采空區自燃“三帶”研究

張 毅

(山西晉煤集團 晉圣億欣煤業有限公司，山西 晉城 048200)

煤炭資源在我國整個能源結構中占據非常重要的地位，近年來隨著煤炭產能的不斷提高，礦山生產過程中，煤自燃問題表現尤為突出[1-3]。特別針對近距離煤層開采，受兩煤層工作面開采擾動影響，導致原有密閉產生裂隙，空氣涌入采空區，易發生煤自燃情況，給工作面安全開采帶來嚴重隱患[4-5]。為此，研究近距離煤層采空區自燃“三帶”問題，對于指導工作面安全生產，并針對性地提出可靠的防治措施意義重大[6-7]。本文以某礦近距離煤層開采為工程背景，采用現場測定與數值模擬相結合的方法對采空區自燃“三帶”進行了分析，以期為該礦工作面的安全生產提供指導。

1 礦山概況

某煤礦主采9號煤層9203工作面與10號煤層10102工作面，其中9號煤層平均厚1.3 m，10號煤層平均厚3.9 m，兩煤層平均間距23.5 m，各煤層特征見表1。兩煤層采用綜采一次采全高采煤法，全部垮落法管理頂板，9號煤與10號煤吸氧量分別為0.61 cm3/g與0.64 cm3/g，該礦近距離煤層開采過程中，由于煤的炭化程度低，揮發份含量高，導致煤層自然發火傾向較強。兩煤層自燃傾向性等級均為II類，即自燃煤層。

表1 各煤層特征

2 采空區自燃“三帶”測定

2.1 現場測定方案

研究采用現場實測方法，以實驗室測定煤自燃特性參數、氣相色譜儀分析采空區氣體成份為依據，獲得該礦兩煤層工作面采空區氧化“三帶”的分布特點，以確定出合理的采空區自燃防治措施。

1) 測點布置方法。兩煤層工作面采空區自燃“三帶”測定的管路鋪設均采用進、回風巷預埋管路的鋪設方法。回風巷道布置3個測點，運輸巷道布置2個測點，測點間距35 m，在測點位置安裝氣體采集監測裝置，測點布置情況見圖1。

圖1 工作面測點布置方法

2) 觀測探頭布置方法。測點觀測探頭布置如圖2所示。

圖2 測點觀測探頭布置圖

每個測點由上部透氣孔、中部束管與測溫導線、下部密封材料及三通閥構成，測點間通過鋼管連接，一端穿透密閉墻到膠運巷，作為取氣點和溫度觀測點。采用直徑8 mm的束管進行采氣，采空區氣體和溫度每2天觀測并記錄1次。

2.2 現場測定結果分析

以氧濃度18%和8%作為自燃“三帶”分界線，進風側氧氣濃度監測結果見圖3。可以看出，隨著測點距工作面距離的增加，進氧濃度表現為緩慢—快速下降特征。采空區氧濃度為18%的位置距離工作面80 m；氧氣濃度降至8%的位置距離工作面約125 m。

圖3 進風側氧濃度變化曲線圖

回風側氧氣濃度監測結果見圖4。隨工作面與測點距離的增加，氧濃度總體呈緩慢—快速下降的特征。回風隅角氧氣濃度為20.61%，隨著測點逐漸深入采空區，測點氧濃度下降速度較快，分別至21 m、28 m處氧氣濃度下降至18%，此后氧氣濃度出現局部波動，最終在分別進入采空區60 m、80 m處降至8%.

圖4 回風側氧濃度變化曲線圖

基于現場測定結果，兩工作面采空區自燃“三帶”范圍見表2。

表2 采空區自燃“三帶”范圍

3 采空區自燃“三帶”數值模擬分析

3.1 9203工作面數值結果

研究采用Fluent軟件對工作面采空區自燃“三帶”特征進行分析，9203工作面長175 m；進風巷寬4.5 m，風速1.42 m/s；回風巷寬4.5 m，采空區長450 m，寬160 m。風流由進風巷流入，經工作面和采空區在回風巷流出，數值結果如圖5所示。

圖5 9203工作面數值模擬結果

通過圖5可以看出，9203工作面采空區壓力分布由進風側到回風側呈弧形對稱，由進風側向回風側逐漸減小，由工作面向采空區深部逐漸減小，采空區進、回風側漏風風速比中部大，采空區自燃“三帶”范圍見表3。

表3 9203工作面采空區自燃“三帶”范圍

3.2 10102工作面數值結果

10102工作面長185 m，寬5.5 m，風速1.41 m/s；回風巷寬5.5 m，采空區長450 m，寬185 m。風流由進風巷流入，經工作面和采空區在回風巷流出，數值結果如圖6所示。

圖6 10102工作面數值模擬結果

通過圖6可以看出，對于采空區氧濃度分布，進風側高于回風側，該工作面采空區自燃“三帶”范圍見表4。

表4 10102工作面采空區自燃“三帶”范圍

3.3 綜合結果分析

綜合兩工作面數值結果可以看出，采空區自燃“三帶”分布范圍與現場監測結果基本一致，驗證了數值結果的可靠性。對于氧化升溫帶的最大寬度值，回風側要高于進風側，說明回風巷道自然發火風險可能性更大。當工作面推進速度較小時，采空區遺煤與適當氧氣具備充足的氧化升溫時間，容易自然發火。因此，生產過程中，應確定合理的工作面最小安全推進速度，縮小氧化升溫帶的范圍，避免采空區遺煤自燃事故發生。

4 工作面最小安全推進速度確定

當工作面的推進度較快時，采空區由于頂板巖石的垮落而逐漸壓實，孔隙密度大大降低，風阻也逐漸增大，漏風強度大大減弱，氧氣濃度逐漸降低而無法維持煤氧化自燃過程中的持續發展。工作面最小安全推進速度計算方法如下：

(1)

式中：vmin為最小安全推進速度，m/d；Lmax為采空區最大氧化升溫帶寬度，m；τ為煤最短自然發火期，d。

該礦9號煤層9203工作面最短自然發火期為45 d，采空區最大氧化帶寬度45 m，帶入公式(1)，可得工作面最小安全推進速度為1 m/d。10號煤層10102工作面最短自然發火期為42 d，采空區最大氧化帶寬度52 m，帶入公式(1)，得到工作面最小安全推進速度為1.3 m/d。當兩工作面最小安全推進速度均達到要求時，工作面采空區可避免自然發火風險。

5 結 語

1) 通過現場測定，根據工作面推進氧氣含量的變化，確定了兩工作面采空區自燃“三帶”范圍。兩工作面采空區進回風側，氧濃度隨著測點距工作面距離的增加均呈現緩慢—快速下降特征。

2) 通過數值模擬分析，工作面采空區兩側壓力分布表現為弧形對稱特征，回風側氧化升溫帶最大寬度要高于進風側，說明回風巷道自然發火風險可能性更大，需引起足夠重視。

3) 研究確定兩煤層工作面最小安全推進速度分別為1 m/d與1.3 m/d，當兩工作面最小安全推進速度均達到要求時，工作面采空區將不會出現自然發火風險。