瓦斯抽采下沿空留巷采空区遗煤自燃危险识别研究*

杜海刚李龙飞褚廷湘

（1.六盘水师范学院，贵州省六盘水市，553004；2.河南理工大学安全科学与工程学院，河南省焦作市，454003）

★煤矿安全★

瓦斯抽采下沿空留巷采空区遗煤自燃危险识别研究*

杜海刚1，2李龙飞2褚廷湘2

（1.六盘水师范学院，贵州省六盘水市，553004；2.河南理工大学安全科学与工程学院，河南省焦作市，454003）

针对瓦斯抽采下沿空留巷采空区遗煤自燃问题，以试验矿24208工作面为研究背景，采用UDEC4.0和Fluent进行数值模拟，识别了工作面回采过程中顶底板裂隙发育形成机制及演化规律，分析了风量对采空区流场及风排瓦斯的扰动关系，采用示踪气体实测了工作面立体空间的漏风去向及漏风比例。结果表明：当工作面推至65 m时覆岩层达最大程度卸压，垂直裂隙发育高度最大达25 m，有效满足瓦斯抽采；采空区的漏风去向：工作面—采空区—压埋管钻孔、工作面—采空区—沿空留巷、工作面—采空区—邻近层高位钻孔；随风量的增加，采空区氧化带宽度不断扩大且向深部靠拢，下边界整体后移，上隅角瓦斯浓度逐渐下降。

瓦斯抽采 沿空留巷 煤自燃 数值模拟 示踪气体

沿空留巷具备提高煤炭资源回收率、减少巷道掘进、缓解矿井采掘接替、有效解决隅角瓦斯积聚超限的优点而在部分矿井中得到应用。但是沿空留巷经历两次采动影响，特别是本工作面回采后原岩应力与强采动应力叠加，导致巷道围岩变形，且沿空留巷充填墙因承压易破碎而形成漏风通道，对具备煤自燃的工作面采空区增加了漏风来源。袁亮通过对首采关键层留巷采空区边缘岩体结构变形破坏和裂隙演化规律的分析，揭示了采动影响区内顶板岩层裂隙的动态演化及采空区侧竖向裂隙发育区的形成规律；周保精等研究了留巷顶板与充填体相互作用机理、充填体-围岩协调变形机理、软介质接顶充填体应力均布效果以及软介质接顶充填体和冒落矸石胶结固化充填体的稳定性，同时，确定了合理的巷旁充填宽度；赵兵文等研究Y型通风下煤与瓦斯共采技术，比较了U型和Y型通风条件下瓦斯的运移规律；郭厚洋等分析了Y型沿空留巷的三带分布规律，同时研究了有无瓦斯抽采条件下的三带分布特征，并提出综合防治措施。综上，沿空留巷在工作面滞后开采影响下，巷道围岩的变形很大，其顶板下位岩层在不同时期会受到来自不同方向上力的扰动作用，这种扰动作用既具有反复性，又具有多次性，每一次扰动都会造成岩层内部节理裂隙的变化，因此会进一步破坏下位岩层的完整性，从而造成顶板破碎。随着工作面开采深度的增加，上区段回采后，采空侧上覆岩体断裂，沿空留巷易造成覆岩破碎，形成大量竖向裂隙，沿空留巷外侧应力集中，上部岩层压缩膨胀形成横向裂隙，而沿空留巷外侧与回风相连，可见若内外压差不平衡，易形成漏风，这对具有自然发火的煤层开采是不利的。鉴于此，以试验矿24208工作面为研究背景，通过识别工作面回采过程中顶底板裂隙发育形成机制及演化规律，实测立体区域漏风走向，分析风量对采空区氧气浓度场、漏风流速场以及风排瓦斯效果的扰动关系，对于煤自燃防治提供基础参数及研究思路是十分有必要的。

1　工作面概况

24208工作面开采4#煤层，东面为北回、北胶、北轨大巷；南面为24207采空区，采空区在倾向上距离24208轨道巷45 m；西面为未开掘区；北面为22201采空区，其垂直投影距离24208带式输送机巷60 m。24208工作面走向长1563 m，倾斜长260 m。4#煤层平均倾角为4°，平均厚度为4.3 m，瓦斯含量10.89 m3/t，具有突出危险性和爆炸性，爆炸指数21%～30%，其垂直上方10 m处是3#自燃煤层，垂直上方15 m处是2#自燃煤层。24208工作面回采过程中，由于3#煤层位于顶板裂隙带较低层位，其有可能垮落于下部采空区中，增加了4#煤层采空区遗煤量。为安全回采24208工作面，在24208回风巷距切眼20 m处开始布置第1组高位钻场，在距第1组钻场间距100 m布置第2组钻场，每组钻场布置5个钻孔，钻孔间距为0.5 m，钻孔终孔端间距20 m，钻孔终孔端控制在8～12倍采高，每组钻孔连接充填施工过程中引出的瓦斯管路。沿空留巷工作面采空区瓦斯抽采管路布置如图1所示。

图1　沿空留巷工作面采空区瓦斯抽采管路布置

2　煤岩裂隙发育诱导漏风通道形成机制

针对24208工作面的巷道布置及煤岩赋存条件，为了掌握顶底板裂隙发育形成机制及应力变化特征，利用UDEC4.0软件数值模拟煤岩裂隙发育随推进距离的变化规律。

24208工作面煤层为近水平煤层，工作面基本顶的初次垮落步距为35 m左右，因此设计24208工作面的开采宽度为25 m（方案1）和45 m（方案2）；为了研究裂隙分布随工作面推进的演化规律，同时由于周期来压步距为14 m，模拟工作面推进两个周期来压后的裂隙分布情况，因此设计24208工作面的开采宽度为65 m（方案3）；为了模拟出24208工作面充分压实后的裂隙分布情况，设计24208工作面的开采宽度为100 m（方案4）。

2.1裂隙发育特征

模拟结果表明:工作面推进25 m时，4#煤层直接顶随着开采空间的扩大而垮落，直接顶上方基本顶围岩强度大，破坏较轻，岩层下沉不同步，各个层间产生层间裂隙，同时受采动影响，直接底发生底鼓，且开采空间小，底板受到两侧煤体超前压力变形大，底鼓量达到50 mm左右，产生层间和竖向裂隙，裂隙贯通厚度达煤层下方4 m，顶、底板裂隙发育特征如图2所示。

图2　工作面推进25 m时顶、底板裂隙发育特征

图2中横坐标代表工作面走向，纵坐标代表覆岩垂向；当工作面推至45 m时，采空区基本顶岩及上部岩层发生剪切破坏，上覆岩层出现大范围移动，基本顶发生垮落，冒落带高度达煤层上方22 m左右，基本顶附近岩层随之发生拉伸破坏，顶板裂隙发育较大，上覆岩层产生竖向、层间裂隙，另外，采空区底板发生变形，最大压缩变形发生在切眼外侧10 m和工作面前方10 m附近，变形范围在上述方向达到25 m左右，在切眼内侧10 m和工作面后方采空区10 m附近处产生最大底鼓变形；当工作面继续推进至100 m过程中，直接顶自行冒落，上位岩层和底板岩层在主应力和剪应力的作用下，不断地发生破坏运动，且随着离层和竖向裂隙的不断发展，垂直裂隙发育高度达到25 m左右，随着工作面的移动，在垂直方向上覆岩竖向裂隙发育较稳定。

2.2覆岩应力变化特征

模拟结果表明:随着工作面推进，覆岩应力卸压区域在采空区上、下方发展。当开采到25 m左右时，见图3（a）（图中横坐标代表工作面走向，纵坐标代表覆岩垂向），采空区上方2#煤层和3#煤层之间受采动影响，煤层应力为4 MPa左右，为原始应力的1/3，卸压范围较小，距离4#煤层底板5 m的5#煤层同样受采动影响，采空区垂直方向上垂直应力为4 MPa，卸压范围小，卸压程度比较低，3#煤层和5#煤层基本没有卸压；当工作面推进至45 m时，工作面前方和切眼外侧附近煤岩应力集中，应力最大值达到14 MPa，应力影响范围约为20 m，同时在工作面后方采空区侧和切眼内侧约10 m范围应力降低，而采空区中间区域围岩应力有所恢复，最大应力值为10 MPa，但仍为卸压区；当推进65 m时，4#煤层上方22 m左右垂直应力进一步降低，约为4 MPa，为其原始应力的1/3，且卸压充分，5#煤层垂直应力值约为6 MPa，为原岩应力值的1/2，卸压程度进一步增大，同时5#煤层和2#煤层卸压范围扩大；当推进100 m时，见图3（b），采空区中部的覆岩重新趋于压实，位于采空区中部煤岩垂直应力已基本恢复至原岩应力，但在采空区两侧仍各保持一个卸压区，因而在采空区四周形成一个垂直应力降低区，对应采动裂隙O形圈理论，且由模拟可知，沿走向任一点，在工作面采过65 m左右时达最大程度卸压，当工作面采过100 m后趋于重新压实，上邻近层层位在22 m左右裂隙充分发育。而通过经验公式计算出，24208采空区顶板围岩导气带高度为27.2～38.4 m，表明模拟结果可信，即随工作面的推进，顶底板裂隙发育充分，能够有效满足瓦斯抽采，提供漏风通道及漏风动力。

2.3工作面漏风 “源汇”定量分析

采空区瓦斯抽采主要通过高位钻孔和裂隙带钻孔及沿空留巷压埋管抽采相配合的立体瓦斯抽采技术方式。然而，沿空留巷充填墙因承压易破碎而形成漏风通道，再加上充填墙体上方埋管负压抽采，极易造成漏风向采空区深部流动，增大工作面采空区漏风；高位钻孔抽采条件下，采空区负压增大，工作面漏风风流有可能在高位钻孔负压抽采动力作用下，通过采空区上覆裂隙通道，进入裂隙带高位钻孔，可见，采空区上覆煤岩裂隙发育及卸压，形成大量煤岩裂隙，加上抽采负压，就会形成工作面—采空区—邻近层/沿空留巷—抽采断口的横向及纵向漏风通道及漏风动力。同时，覆岩层冒落的不规则性对于具有自燃倾向的煤层来说，瓦斯抽采及裂隙发育对采空区浮煤自然发火提供了氧化动力基础及松散条件，对于矿井防灭火十分不利。根据数值模拟分析，随工作面距离的不断推进，顶板覆岩得到不同程度的卸压，最大垂直裂隙发育高度达到25 m，且垂直应力和围岩应力都呈规律性变化，说明在煤岩采动过程中，裂隙发育给工作面提供了漏风通道。为了确定工作面的漏风去向，对工作面进行合理布点，采用SF6示踪气体连续释放进行现场观测。监测发现:工作面漏入采空区风量为506 m3/min，根据质量守恒定律，采空区漏风量与采空区瓦斯涌出量之和为525.25 m3/min。沿空留巷流出风量347 m3/min。通过工作面“源汇”关系和质量守恒定律计算出工作面采空区漏风损失为178.25 m3/min。在24208立体瓦斯抽采中，高位钻孔抽采混合量为60 m3/min，沿空留埋管抽采混合量为108.95 m3/min。工作面采空区漏风去向为:采空区漏风风量66.1%经沿空留巷充填墙流入沿空留巷侧，进入回风系统；20.7%从压埋管抽走；11.4%通过采空区上覆裂隙进入高位钻孔抽采系统，1.8%漏风风量进入邻近采空区其他位置。漏风风流流动路径为:工作面-采空区-压埋管钻孔；工作面-采空区-沿空留巷；工作面-采空区-邻近层高位钻孔。

图3　工作面推进过程中围岩垂直应力分布

3　瓦斯抽采下采空区流场特征分析

为有效地防治在瓦斯抽采下的遗煤自燃，本文建立数值模型，分析工作面风量对采空区的流场及风排瓦斯的扰动效应，为风量调节与煤自燃防治提供合理的技术参数。

以现场测定的数据作基础，构建数值模型，模拟了风量1200 m3/min、1600 m3/min、2000 m3/ min、2400 m3/min时采空区漏风流速场、氧气浓度场及风排瓦斯情况。

3.1漏风速度场扰动分析

模拟结果表明:当进风量在1200 m3/min时，采空区回风侧易氧化区域上限边缘滞后工作面36.1 m，采空区进风侧易氧化区域及中部易氧化区域上限边缘滞后工作面7.2 m；采空区回风侧易氧化区域下限边缘滞后工作面291 m（291 m的位置是沿空留巷模拟的第一个插管抽采的位置），采空区进风侧易氧化区域下限边缘滞后工作面18.1 m，中部易氧化区域下限边缘滞后工作面45.2 m，靠近回风侧；以采空区漏风速度上下边界的空间位置来看，进风侧易氧化区域宽为10.9 m，采空区中部易氧化区域宽度达38 m，采空区回风侧易氧化区域为工作面滞后36.1 m以里空间。随着风量增加，采空区易氧化区域不断扩大，采空区易氧化区域的下边界整体后移，采空区易氧化区域向采空区深部靠拢，从漏风风速来看，进风侧易氧化区域宽度、采空区中部易氧化区域宽度、回风侧易氧化区域宽度随风量增加逐渐增大。

3.2氧气浓度场扰动分析

模拟结果表明:进风量在1200 m3/min时，在模拟采空区300 m范围内，采空区最低氧气浓度为9.45%，沿空留巷侧插管抽采区域氧气浓度在14.7%～18.9%范围内波动，高位钻孔控制区域氧气浓度在9.45%～14.7%范围内波动。采空区漏风严重，易氧化区域范围大，采空区回风侧易氧化区域上限边缘滞后工作面95.7 m，采空区进风侧易氧化区域上限边缘滞后工作面78.3 m，中部易氧化区域上限边缘滞后工作面69.6 m；采空区回风侧易氧化区域下限边缘滞后工作面300 m，采空区进风侧易氧化区域下限边缘滞后工作面243.6 m，中部易氧化区域下限边缘滞后工作面280 m；从适宜遗煤自燃的氧气浓度范围及采空区氧气浓度上下边界的空间位置来看，进风侧易氧化区域宽度达165.3 m，采空区中部易氧化区域宽度达210.4 m，采空区回风侧易氧化区域为工作面滞后95.7 m以里空间；受高位钻孔抽采及沿空留巷插管影响，回风侧氧化区域不连续，在高位钻孔影响区域出现不易自燃区，而与之邻近区域氧气浓度满足自燃发生的需要。随着风量增加，受抽采影响不连续区域范围逐渐变小最终呈现连续，但采空区易氧化区域的边界整体后移，采空区易氧化区域向采空区深部靠拢。

通过模拟可知，在不同风量及高位钻孔抽采、沿空留巷插管抽采下，采空区氧气浓度变化差异较大，采空区易氧化区域的分布受风量及抽采扰动较大，易氧化区域处于采空区深部。从模拟的结果可得，风量在1200 m3/min时易氧化区域滞后工作面的最小距离为69.6 m，氧气浓度下边界在回风侧充斥整个流场边界；风量在1600 m3/min时易氧化区域滞后工作面的最小距离为118 m，氧气浓度下边界在回风侧充斥整个流场边界；风量在2000 m3/min时易氧化区域滞后工作面的最小距离为137.7 m，氧气浓度下边界在回风侧充斥整个流场边界；风量在2400 m3/min时易氧化区域滞后工作面的最小距离为159.1 m，氧气浓度下边界在回风侧充斥整个流场边界。

3.3风排瓦斯扰动分析

通过对不同风量下回风巷急联络巷瓦斯浓度扰动模拟可知，当风量为1200 m3/min时，回风巷（轴线）瓦斯浓度为0.74%，回风联络巷隅角瓦斯浓度为1.32%，随风量的增加，两个区域瓦斯浓度都下降，但回风巷的瓦斯浓度下降较大，表明在保持采空区抽采的情况下，随着风量的增加，风排瓦斯浓度区域降低，在1200～2400 m3/min风量下风排瓦斯相对安全，但在生产过程中仍需重视回风联络巷隅角的瓦斯积聚。

4　结论

本文采用数值模拟与现场实测，识别了工作面推进过程中顶底板覆岩裂隙发育和垂直应力变化特征，定性分析了采空区的漏风通道和定量分析了漏风去向比例，分析了风量对漏风速度场、氧气浓度场、风排瓦斯的扰动效应，为矿井煤自燃防治措施的实施提供了技术参考，避免单一角度识别采空区遗煤自燃危险的局限与不足。

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Study on the identification of gob coal spontaneous combustion hazard under gob-side entry retaining and gob gas drainage

Du Haigang1，2，Li Longfei2，Chu Tingxiang2
（1.Liupanshui Normal University，Liupanshui，Guizhou 553004，China；2.College of Safety Science and Engineering of Henan Polytechnic University，Jiaozuo，Henan 454003，China）

For the gob coal spontaneous combustion problem under gob-side entry retaining and gob gas drainage，formation mechanism and evolution law of roof and floor fracture in the process of 24208 working face of test mine mining were identified by UDEC4.0 and Fluent software for numerical simulation.The influence of air volume and gob air flow field and the gas drainage by ventilation was analyzed.The flow trace and volume of air leakage of the stereo space of working face were measured by using tracer gas.The results show that overburden stratum achieves the maximum range pressure relief when the working face advancing to 65 m and vertical fracture maximum height reaches 25 m，which effectively meet the gas drainage；the passage of gob air leakage as follows:working face-gob-buried hole for gas drainage and working face-gob-gob side entry retaining and working face-gob-adjacent layer high hole；the gob oxidation zone width expands and draws close to the deep and the down boundary integral moves to backward with theincrease of the air volume，and then the gas concentration in return corner is gradually decline.

gas drainage，gob-side entry retaining，coal spontaneous combustion，numerical simulation，tracer gas

TD752.2

A

杜海刚（1985-），男，土家族，贵州省铜仁人，讲师，硕士，主要从事火灾防治及瓦斯抽采方面的科研与教学工作。

（责任编辑 张艳华）

贵州省教育厅青年基金（黔教合KY字〔2014〕313），国家自然科学基金（51404090，U1361205，51304071，51304073），六盘水师范学院校级基金项目（LPSSY201405）