高瓦斯矿井采空区瓦斯与遗煤自燃耦合灾害防控研究

王伟东

（1.煤科集团沈阳研究院有限公司，辽宁 抚顺 113122；2.煤矿安全技术国家重点实验室，辽宁 抚顺 113122）

瓦斯与煤自燃共存灾害是一个复杂的发展过程，二者相互制约[1-2]。高瓦斯易自燃煤层采用机械化采煤过程中，由于工作面推进速度快、生产集中，出现了大面积采空区。因而大量的瓦斯积聚，往往会造成工作面及回风流中的瓦斯超限[3-5]。一旦发生瓦斯爆炸将会导致矿井设备损坏、人员出现伤亡，甚至会造成煤尘爆炸、井底火灾等二次灾害，对矿井的安全生产造成严重威胁[6-7]。为了治理瓦斯超限的问题，经常会采用加大供风量、采空区埋管抽放等方式。尽管采用这些方式防止工作面瓦斯超限，但会使采空区漏风程度加大，采空区内遗煤易发生自燃。

随着矿井火灾的出现，瓦斯爆炸的特性也被改变。由于瓦斯爆炸与矿井火灾耦合，增大了这 2 种灾害的发生概率、危险性。在遗煤自燃防控过程中，所采取的的采空区堵漏风、注浆等措施都不利于瓦斯的抽采。因此，矿井瓦斯治理与火灾防治之间的不可调性成为近年来研究的重点，也成为高瓦斯易自燃煤层亟待解决的问题。通过对乌兰煤矿II020803 工作面采空区瓦斯与遗煤自燃耦合灾害进行研究，保障瓦斯与煤自燃共存条件下工作面安全回采，以期为类似开采条件下矿井安全生产提供借鉴。

1 矿井概况

乌兰煤矿为高瓦斯突出矿井，II020803 工作面所采煤层为 8#煤层，与地表垂深最小为345.6 m，工作面仅上部Ⅱ020703 已开采，其余均未开采。工作面煤层平均厚度为3.33 m，煤层倾角平均为23°，走向长度为790 m，倾斜长度为205 m。 8#煤层为II 类自燃煤层，发火期为55 d。8#煤层原始瓦斯含量为 13.51 m3/t，瓦斯压力为 4.6 MPa。7#、8#煤层层间距平均为4.2 m，为近距离煤层开采。

2 理论分析

2.1 卸压瓦斯抽放“O”形圈理论

根据薄板理论，基本顶的破坏分为2 种：一是基本顶在自重及上覆载荷作用下超过自身抗拉强度，发生拉破坏；二是在剪应力作用下发生剪断[8-10]。当工作面推采距离与自身长度之比＜1 时，基本顶呈竖向“O-X”型破断，当工作面推采距离与自身长度之比＞1 时，基本顶呈横向“O-X”型破断。以该理论为基础，提出裂隙分布特征的“O”型圈理论，并提出瓦斯抽采“O”型圈理论。该理论的实质就是抽采钻孔周围的瓦斯通过采动裂隙汇聚到“O”型圈内。因而，在布置瓦斯抽采钻孔时，应尽可能的将其布置在“O”型圈内，这样在瓦斯抽采过程中，所抽采的瓦斯浓度较高，且抽采持续时间较长，从而可以影响更大的范围，保证工作面安全生产。将瓦斯抽采钻孔与回风巷的水平距离用S 表示，如式（1）。

式中：H 为瓦斯抽放巷与煤层的垂直间距，m；B为瓦斯抽放巷与“O”型圈外边界间距，一般为0～34 m；α 为煤层倾角，（°）；θ 为采动裂隙边缘和开采边界连线与煤层的夹角，（°）。

2.2 采空区气体可爆区域判定

瓦斯发生爆炸需满足3 个条件，分别为可爆范围内的瓦斯、充足的氧气和一定能量的引燃火源。当采空区内存在大量CH4时，根据瓦斯爆炸理论，在 20 ℃、压力为 101.3 kPa 时，CH4爆炸上限为15%，爆炸下限为5%。根据混合气体中CH4浓度和混合气体中O2浓度将瓦斯爆炸区域划分为5 个区，瓦斯爆炸三角形分区图如图1。结合图1 中各个区的特点，分别采取相应的措施，防止发生瓦斯爆炸。

图1 瓦斯爆炸三角形分区图Fig.1 The triangular partition map of gas explosion

Ⅰ区：△BCE—可爆区，即爆炸三角形。为了使其失去爆炸性，可采取注惰气的方式，使其处于Ⅲ区或Ⅴ区状态。

Ⅱ区：该区为不存在的混合区域。

Ⅲ区：ABEF—CH4浓度过低不爆区。当该区域内的CH4浓度增加时，该区域将进入爆炸区。为预防该区域发生瓦斯爆炸，可向其内部注入惰性气体，使其进入Ⅴ区状态。

Ⅳ区：CH4浓度过高不爆区。当该区域流入一定的空气之后，该区域将进入爆炸区状态。因此，为了避免发生瓦斯爆炸，可向该区域注入惰性气体，使其进入Ⅴ区状态。

Ⅴ区：安全区。该区域内CH4浓度和O2浓度都过低，向该区域加入空气可使其进入Ⅲ区不爆状态，向该区内注入CH4，该区域将进入Ⅳ区不爆状态。

3 可爆区域分布规律

根据现场实际情况，建立物理模型，对工作面开采过程中爆炸区域的情况进行模拟，所建的物理模型如图2。

图2 三维物理模型图Fig.2 The three-dimensional physical model figure

根据瓦斯爆炸三角形区域，并结合所模拟的采空区气体浓度分布情况，对采空区内可爆区域进行划分。采空区垂直高度分别为z=0.5 m、z=6 m、z=12 m、z=18 m 等情况下可爆区域的划分如图3。

由图3 可知，瓦斯爆炸三角形区域主要位于工作面及沿空留巷区域，在该区域混合气体浓度适宜，一旦遇到有足够能量的点火源时，就有可能发生爆炸。而位于采空区深部区域，CH4浓度比较高，该区域位于CH4浓度过高的不爆区。

由图3（a）可以看出，在距采空区底板 0.5 m 的高度上，采空区内可爆区域与工作面相距9～38 m，该区域宽度约为29 m。在邻近沿空留巷区域，氧化带区域与沿空留巷相距 12～37.5 m。通过对图3（a）～图3（d）进行对比可以发现，随着层位高度的不断增加，采空区内可爆区域范围不断增大。通过对同层位的采空区氧化带范围和可爆区域范围进行对比，可以发现二者之间存在部分区域重合。当位于重合区域内采空区遗煤发生氧化发应时，会使煤体及其周围温度升高，一旦超过CH4着火点温度时，就会发生瓦斯爆炸。

图3 可爆区域划分Fig.3 The division of explosive

向采空区注入氮气，不仅能够惰化采空区，而且能使采空区瓦斯可爆区域范围减小。这是由于高浓度氮气注入到采空区，降低了采空区内CH4浓度及O2浓度，因而注氮口附近区域形成安全区。

4 耦合灾害危险区域改进工艺

4.1 高位瓦斯抽放与防灭火一体化钻孔

根据现场实际情况，高位钻孔改进前后参数见表1。瓦斯有效抽采距离仅为25 m，抽放距离较小，且2 组高位钻孔之间有近40 m 范围未进行瓦斯抽放。在瓦斯抽采过程中，发现瓦斯抽采效果差，瓦斯抽放浓度较低，平均仅为3.4%，难以对工作面瓦斯进行有效抽放，因而需要对瓦斯抽采钻孔进行改进，以提高瓦斯抽采效果。

表1 高位钻孔改进前后参数Table 1 The parameters before and after improvement of high drilling

为有效防控瓦斯与煤自燃耦合灾害，对高位瓦斯抽放钻孔参数进行改进。从表1 中可以看出，1号、2 号钻孔终孔与煤间距增加至30 m。应用该钻孔，提高了瓦斯抽放浓度，达到25%。当抽采钻孔末端进入采空区水平距离超过60 m 后，将瓦斯抽采钻孔变为防灭火钻孔，向钻孔内部注入防灭火材料。防灭火材料可对钻孔周围的裂隙进行有效封堵，提高钻孔密封效果，降低采空区内部漏风量。防灭火材料还可渗流到采空区内部，将采空区内遗煤进行很好的包裹，从而降低遗煤自燃的可能性，进而对瓦斯爆炸与煤自燃耦合灾害进行有效防控。

4.2 采空区动态隔离控制技术

对工作面隅角注防灭火材料工艺进行改进，采用工作面采空区动态隔离防治技术。向液压支架间隙内注入高分子材料，对间隙进行充填。当钻孔终端与采空区底板间距为2 m 时，采用间隔式压注的方法，利用充填材料黏结较好的特性，使采空区后方垮落矸石形成封堵墙。在工作面周期来压期间，向钻孔内压注充填材料。工作面动态隔离系统钻孔布置如图4。隔离结构共分为3 排，每个封堵墙宽度为5 个支架宽度，隔离墙间距为25 m，形成非连续性隔离。从进风侧开始，第1 排钻孔1 号支架、第2排钻孔2 号支架、第3 排钻孔3 号支架同时进行压注。压注充填材料过程中，不受工作面生产的影响。随着工作面推采，随时进行压注充填材料。

图4 工作面动态隔离系统钻孔布置示意图Fig.4 The drill hole arrangement of dynamic isolation systems

应用上述措施之后，对工作面回风隅角CH4浓度、CO 浓度进行统计，工作面回风隅角CH4、CO 浓度变化曲线如图5。从图5 看出，在未改进措施之前，3 月 1 日工作面隅角处 CO 浓度为 24×10-6，最大可达到40×10-6。当应用措施10 d 以后，工作面隅角CO 浓度出现显著下降，再未发生超限。CH4浓度也呈现同CO 相同的变化趋势，出现明显降低。因而，应用上述措施后，有效防控了工作面瓦斯爆炸与煤自燃耦合灾害。

图5 工作面回风隅角CH4、CO 浓度变化曲线Fig.5 The CH4, CO concentration curves of working face return corner

5 结 论

1）瓦斯爆炸三角形区域主要位于工作面及沿空留巷区域，在该区域混合气体浓度适宜，一旦遇到有足够能量的点火源时，就有可能发生爆炸。而位于采空区深部区域，CH4浓度比较高，该区域位于CH4浓度过高的不爆区。

2）随着层位高度的不断增加，采空区内可爆区域范围不断增大。同层位的采空区氧化带范围和可爆区域范围存在部分区域重合。当重合区域内采空区遗煤发生氧化发应时，会使煤体及其周围温度升高，一旦超过CH4着火点温度时，就会发生瓦斯爆炸。

3）采用高位瓦斯抽放与防灭火一体化钻孔及采空区动态隔离控制技术可使工作面隅角CO 浓度、CH4浓度呈现显著下降趋势，使工作面瓦斯爆炸与煤自燃耦合灾害得到有效防控。