近距离煤层联合开采采空区自然发火规律及防治技术研究*

康健婷，王俊峰，刘春生，邬剑明

(1.太原理工大学 矿业工程学院，山西 太原 030024； 2.山西灵石华苑煤业有限公司，山西 灵石 031302)

0 引言

在近距离煤层联合开采的条件下，由于层间距小，受采动影响上下煤层采空区易形成漏风通道，加大了采空区遗煤自燃危险性和防治的技术难度[1-2]，煤的自燃将成为煤矿重大灾害之一。我国在煤自然发火的基础理论、预测预报和治理方面已经取得了丰富的经验与成果，初步形成了理论及应用技术体系[3]。在煤自燃倾向性鉴定方面，主要采用以色谱动态吸氧法为主的煤自燃倾向性鉴定方法，同时提出了基于氧化动力学测定的煤自燃倾向性判定方法[4]；在煤自然发火期判定方面，主要采用统计比较法和类比法，以及煤最短自然发火期的试验测试分析技术；在煤自然发火早期预测预报方面，形成了以CO及其派生指标C2H4，C2H2为主要指标，以链烷比和烯烷比以及温度等为辅助指标的煤自然发火预测预报综合指标体系，并提出了不同煤种自然发火标志气体指标优选原则；在煤自然发火监测方面，基于气相色谱分析的火灾束管监测系统实现了井下气样就地检测、数据实时上传、早期预警，此外光纤测温技术在采空区温度监测方面也得到了应用[5]。在防灭火技术与装备方面，主要有注浆防灭火、均压防灭火、惰性气体防灭火和阻化剂防灭火等。在近距离煤层防灭火的研究与应用主要集中在合理巷道布置与开采技术，如区段巷道垂直布置、上下工作面合理错距、设定工作面最低推进速度等[6]；复合采空区遗煤分布、自然发火规律、自燃危险区域划分及自燃预测、三维空间自燃“三带”分布[7]，以及采空区防灭火措施，如向支架后部注浆、注阻燃剂、注液氮，均压灭火、堵漏风和综合防灭火[8]等。

本文系统研究了山西灵石华苑煤业9号和10号近距离自燃煤层联合开采自然发火所涉及的煤层赋存与煤质特征、煤自燃特性与自燃标志气体及指标优选、联合开采工作面布置与开采参数、采空区漏风检测、采空区气体分布与自燃“三带”划分；给出并实施了束管监测预报、限定工作面最低推进速度、喷洒阻化剂、注氮防灭火和凝胶灭火等综合防治技术措施，实现了安全生产，对类似条件有一定的参考价值与借鉴意义。

1 煤层特征

1.1 赋存特征

山西灵石华苑煤业位于山西省灵石县两渡镇景家沟，矿井设计生产能力0.90 Mt/a，开采山西组9号和10号煤层，层间距4.35～6.21 m，平均5.28 m，属近距离煤层。9号煤层厚0.92～1.4 m，平均1.12 m；直接顶K2石灰岩层厚5～8 m，平均6.88 m；底板泥岩和砂质泥岩层厚4.35～6.21 m，平均5.28 m。10号煤层厚3.45～4.75 m，平均4.23 m，其底板砂质泥岩和细粒砂岩层厚1.75～4.85 m，平均3.23 m。井田为一宽缓不对称向斜，煤层倾角<10°，属于构造简单类型。

1.2 煤质特征

9号煤和10号煤的硬度系数为1.5～2，属中硬煤，内生裂隙较发育，以亮煤和暗煤为主，镜煤和丝炭次之，条带状结构，层状构造。镜质组以均质镜质体和基质镜质体为主，胶质镜质体次之；丝质组以氧化丝质体为主；无机组分中，以黏土类为主，硫化物次之。

9号煤与10号煤的水分分别为0.94%和0.96%，灰分为11.60%和19.90%，挥发分为24.22%和24.34%，含硫量2.99%和2.91%，发热量为36.25MJ/kg和36.18 MJ/kg。按照国家煤炭分类标准(GB5751-86)，分别为特低灰—低灰、高硫、特高热值焦煤和低灰—中灰、中硫—高硫、特高热值焦煤。

2 联合开采工作面布置与参数

图1为9号煤9201工作面和10号煤10201工作面联合开采的平剖面图。9201工作面倾斜长150 m，采高1.12 m，全部垮落法处理采空区；10201工作面位于9201工作面下方，两侧各外错10 m，工作面长170 m，采高4.23 m，全部垮落法处理采空区。上下工作面前后错距30～40 m同时开采。

图1 联合开采工作面布置Fig.1 Layout of combined mining face

3 煤自燃特性及自燃指标气体优选

9号煤和10号煤均为Ⅱ级自燃煤层，最短自然发火期为70 d。根据煤自燃过程温升特性及标志气体产生机理[9]，按照《煤层自然发火标志气体色谱分析及指标优选方法》AQ/T 1019-2006进行实验。结果表明：在升温过程中煤样产生的标志气体为CO，CH4，CO2，C2H6，C2H4，C3H6，C3H8，C2H2等，表1给出不同气体产生的最低温度；图2和图3分别给出9号和10号煤样升温过程中CO，C2H4，C3H6，CH4，C2H6和C3H8的浓度随温度的变化曲线。可以看出，CO气体在73～74℃出现，且随煤温的升高其浓度呈单调增加，可作为煤自燃指标气体；C2H4，C3H6是煤样温度达到煤自燃干裂温度后，煤分子侧链断裂并参与氧化反应的产物，其产生的最低温度为158～159℃和219～231℃，可作为煤自燃预报的辅助指标；在试验开始温度时就出现CH4，而煤样温度达到158℃才出现C2H6和C3H8，并随温度的升高其浓度增加；烷烃类气体CH4，C2H6和C3H8属煤吸附气体，可能是氧化的产物，也可能是从煤中解吸出来的气体，不能将其作为煤自燃的指标气体；C2H2是煤样温度达到526℃后才出现，是煤样进入燃烧的标志。

表1 煤样氧化实验过程中各气体最低产生温度Table.1 The lowest temperature of gas generation in the process of coal sample oxidation ℃

图2 9号煤样升温过程中气体浓度随温度的变化曲线Fig.2 Variation curve of gas concentration with temperature during heating process of No.9 coal sample

图3 10号煤样升温过程中气体浓度随温度的变化曲线Fig.3 Variation curve of gas concentration with temperature during heating process of No.10 coal sample

根据试验结果，可将试验煤样的自燃过程划分为5个阶段：①正常阶段：未检测出CO气体；②常温氧化阶段：检测出CO气体，存在自燃隐患；③迅速氧化阶段：CO气体浓度出现迅速上升趋势，说明存在自燃隐患点；④加速氧化阶段：CO气体呈快速增加趋势，并检测出C2H4或C3H6气体；⑤激烈氧化阶段：CO急剧增加，C2H4、C3H6等浓度较高，并出现C2H2，说明已出现燃烧。

4 采空区漏风检测

采用能位法[10]和SF6示踪法[11]对联合开采工作面进行了漏风检测。能位法检测结果表明，9201工作面进风口、进风隅角和回风口、回风隅角的压能均高于10201工作面对应点的压能，并且9201工作面的回风量比进风量减少了32 m3/min，10201工作面的回风量比进风量增加了56 m3/min，说明9号煤采空区向10号煤采空区有漏风。

采用SF6示踪法进行了2次漏风检测。第1次检测9号煤采空区向10号煤采空区的漏风情况，SF6气体的释放点在9号煤进风隅角(距9201开切眼620 m)，采样点分别设在10号煤工作面的进风隅角、回风隅角和进入采空区深度分别为74，56，38，20和2 m的1号，2号，3号，4号和5号束管监测采样点，见图4(a)。结果表明：仅10号煤层回风隅角接收到了9号煤层进风隅角释放的SF6气体，但其浓度较低(1.6～2.2×10-8mg/m3)，且仅在释放后80～90 min期间出现，漏风风速约2.5 m/min，说明采空区之间由于压差较小，压实较好，从9号煤流向10煤采空区的漏风通道不畅通，漏风量很小。

图4 SF6释放点与接收点布置Fig.4 Layout of SF6 release point and receiving point

第2次示踪主要检测10号煤采空区漏风情况。SF6气体释放点在10201工作面进风隅角(距10201开切眼650 m)，接收点在回风隅角，用回风侧埋入采空区79，61，43，25和7 m的1号，2号，3号，4号与5号束管采样，见图4(b)。结果表明，由于10号煤层顶板冒落性较好，1号和2号束管采样点在释放110 min后检测到SF6气体，但其浓度仅3.1×10-8mg/m3，说明漏风通道不畅；3号，4号，5号点获取的SF6气体浓度较高，分别达到5.5×10-6,9.5×10-6，2.5×10-5mg/m3，说明其漏风通道较好，漏风风速为1.65～2.67 m/min；而在工作面回风隅角SF6气体浓度最高，说明释放的SF6气体主要沿工作面及其采空区后部未压实区域流动，该区域是工作面自燃危险区域。图5给出依据检测结果推断的10201工作面采空区漏风区域。

5 采空区气体分布与“三带”划分

5.1 现场实测

采用束管采样分析采空区气体。根据SF6示踪检测结果，9号煤与10号煤采空区间的漏风对自燃影响不大，主要是10号煤层采空区存在漏风。同时，由于上、下工作面错距30～40 m，受10201工作面采动影响，9201工作面采空区很快塌入10201工作面采空区而无法布置束管，因此将束管沿10201工作面轨道顺槽实体煤侧底板布置，间隔18 m，见图4和图5。工作面日推进1.8 m，每日监测1次。图6分别示出1号采样点O2，CH4，CO浓度随工作面推进距离的变化。结果显示：O2浓度随进入采空区深度的增加呈下降趋势，进入采空区20 m时O2浓度降到18.0%以下，之后呈快速下降趋势；进入采空区60 m左右时下降至7.0%以下，并最终稳定在5.0%左右。CH4浓度随进入采空区深度的增加呈上升趋势，进入采空区20 m时CH4浓度上升到0.5%，之后快速上升；进入采空区60 m左右时超过3.0%，最终稳定在4.0%左右。CO浓度随进入采空区深度达到10 m左右开始出现，之后先上升后下降，说明在采空区一定位置的煤发生了氧化反应；在采空区深度为30～50 m左右时，CO浓度达到最大，在此范围内遗煤氧化程度加剧。监测期间没有测到C2H4，C3H6和C2H2。结果表明：采空区具有微弱的漏风供氧，存在自燃隐患，但受漏风强度、氧气浓度和遗煤厚度等条件的限制未发生自燃。

图5 10201工作面采空区漏风示意Fig.5 Schematic diagram of air leakage in goaf of 10201 working face

5.2 数值模拟

建立一组描述流体流动守恒定律的Navier-Stokes方程，结合边界条件和初始条件建立采空区气体流动的数学模型，采用CFD(Computational fluid Dynamics)软件进行采空区气体分布的数值模拟[12-13]。图7(a)给出CFD模拟得到的不注氮条件下10201工作面采空区O2浓度分布云图。可见，采空区O2浓度呈不规则的“U”型分布，回风侧30 m左右O2浓度下降到18%，80 m左右O2浓度下降到7%；进风侧30 m左右O2浓度下降到18%，100 m左右O2浓度下降到7%。图7(b)为以1 000 m3/h的流量向进风侧采空区后方30 m注入氮气时，模拟得到的采空区O2浓度分布。可见，氧气浓度仍呈不规则的“U”型分布，但富氧区域缩小，回风侧20 m左右氧气浓度下降到18%，缩小了约10 m；回风侧60 m左右氧气浓度下降到7%，缩小了约20m；进风侧20 m左右O2浓度下降到18%，缩小了约10 m；进风侧70 m左右O2浓度下降到7%，缩小了约30 m。可见，注氮有效缩小了采空区自燃范围，降低了自燃危险性。

图6 1号测点气体浓度随工作面推进距离的变化曲线Fig.6 Variation curve of gas concentration with advancing distance of working face at No.1 monitoring point

图7 采空区氧气浓度分布Fig.7 Distribution of oxygen concentration in Goaf

5.3 “三带”划分

从O2浓度的角度，将采空区划分为散热带、自燃氧化带和窒息带[14-15]“三带”。根据O2含量和程序升温临界O2浓度测试结果，给定试验工作面“三带”划分的指标为：散热带O2含量≥18.0%，自燃带O2含量为7.0%～18.0%，窒息带O2含量≤7.0%。根据现场监测和数值模拟结果，给出10201工作面采空区自燃“三带”的分布为：散热带进风侧和回风侧0～20 m，中部0～10 m；自燃带进风侧20～70 m，回风侧20～60 m，中部10～30 m；窒息带进风侧>70 m，回风侧>60 m，中部>30 m，见图8所示。

图8 10201工作面采空区“三带”划分示意Fig.8 Sketch map of "three zones" division in goaf of 10201 working face

6 综合防治

6.1 预测预报

采用束管监测采空区自燃的危险性。表2给出采用标志气体预测预报10201工作面回风流、回风隅角及采空区等不同位置的指标及综合判定标准。

6.2 限定工作面最低推进速度

采空区自燃“三带”具有动态性，要使不发生自燃，自燃氧化带的维持时间T必须小于煤的最短自燃期Tmin，即工作面推进速度v必须大于最低安全推进速度vmin：

式中：Lmax为自燃氧化带的最大宽度，m，取进风侧氧化带宽度50 m；根据矿井资料，Tmin=70 d。经计算得v>vmin=50/70≈0.714 m/d。

6.3 喷洒阻化剂

用矿用液压泵将浓度为15%的工业CaCl2阻化液沿顺槽和工作面刮板输送机向采空区每天喷洒1次，遇过断层、破碎带、不放煤和收尾等情况，加大喷洒力度。

表2 回采工作面不同位置气体检测预报指标Table.2 Gas monitoring and forecasting index in different positions of working face

6.4 注氮防灭火

注氮管路沿10号煤工作面运输顺槽铺设。支管进入采空区16 m开始注氮，当埋入40 m后铺设第2趟支管。当第2趟支管进入采空区16 m后停止第1趟支管、开启第2趟支管。以此循环至工作面结束。

6.5 凝胶灭火

凝胶基料为水玻璃，促凝剂为碳酸氢铵，质量比为基料∶促凝剂∶水=10∶4∶86，胶体初凝时间约2 min。

7 结论

1)通过实验室试验，给出了9号，10号煤层自燃的指标气体随温度升高的释放规律，优选出了自燃的指标气体及其在回风流、回风隅角和采空区内的预报指标。

2)采用能位法和SF6示踪法对近距离煤层联合开采采空区漏风进行了检测，预测了漏风流的方向、漏风区域及漏风量，并评价了漏风对采空区自燃的影响程度。

3)在现场监测和数值模拟的基础上，确定了采空区自燃“三带”的范围，给出了预测预报指标与综合评判标准。

4)提出并实施了采用束管监测预报、限定工作面最低推进度、喷洒阻化剂、注氮、凝胶等采空区自然发火的综合防治技术措施，实现了工作面的安全生产。

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