“两进一回”通风工作面采空区煤自燃区域分布规律

杜 阳 ，戚绪尧 ，翁旭泽 ，郝建峰 ，陈瑞峰 ，陈岳振

（1.中国矿业大学 安全工程学院，江苏 徐州 221116；2.中国矿业大学 煤矿瓦斯与火灾防治教育部重点实验室，江苏 徐州 221116；3.同煤集团塔山煤矿公司，山西 大同 037000）

采空区遗煤自燃是矿井生产过程的主要灾害之一[1-2]，常温环境下，遗煤与氧气反应并释放热量，热量积聚使煤温逐渐升高，当达到着火点温度时发生自燃[3-4]。煤自燃的发生与所在区域氧气浓度有关，以此为指标，划分采空区为散热带、自燃带和窒息带，为降低遗煤自燃危险性，需将氧气浓度控制在8%以下[5-6]。一些矿井采用“两进一回”通风方式解决工作面上隅角瓦斯超限问题，但也使采空区内漏风量增大，自燃危险性增大，威胁井下作业安全[7-8]。此外，注氮防灭火技术通过降低采空区内氧气浓度减小自燃带宽度，具有较好的防灭火效果，目前在煤矿应用较为广泛[9-10]。为研究“两进一回”通风工作面采空区煤自燃区域分布规律，采用数值模拟方法分析工作面回采期间采空区自燃“三带”范围，确定煤自燃危险区域分布规律，并分析通风和注氮产生的影响，寻求最佳风量和注氮量，为“两进一回”通风工作面采空区防灭火提供依据。

1 工作面概况

同煤塔山煤矿8301 工作面在三盘区东翼中部，四周均为实煤区。工作面设计走向长度为3 209.91 m，倾向长度为 297.3 m。煤层厚度为 7.07～21.99 m，平均 11.66 m。煤层倾角 1°～3°，平均 2°。8301 工作面为三巷布置：2301 巷、5301 巷和8301 巷，通风系统为“两进一回”“U＋L”型通风系统。其中，2301 巷主要用于运煤、进风，5301 巷主要用于回风、行人及运送设备和材料，8301 巷主要用于进风及瓦斯治理。正常情况下，8301 工作面的绝对瓦斯涌出量为30～40 m3/min，工作面推进至断层、煤体破碎等区域时，瓦斯涌出量明显增大。8301 工作面煤层自燃倾向性为Ⅱ类自燃，最短自然发火期为82 d，煤尘具有爆炸危险性。

2 数值模拟

2.1 物理模型

依据塔山煤矿8301 工作面资料，建立采空区三维模型，采空区宽 297.3 m、高 3.4 m，2301 进风巷长 50 m、宽 5.3 m、高 3.4 m，8301 进风巷长 50 m、宽 4.5 m、高 3.4 m，5301 回风巷长 50 m、宽 5.3 m、高3.4 m，利用Gambit 软件进行建模和网格划分，8301 工作面采空区物理模型如图1。

2.2 采空区气体运移分布的理论基础

采空区气体流动主要遵循以下几类控制方程：

1）连续方程。在直角坐标系中，连续方程可表示为：

式中：ρ 为流体密度，kg/m3；t 为时间 s；u、υ、ω 分别为 x、y、z 方向上速度分量，m/s。

图1 8301 工作面采空区物理模型Fig.1 Physical model of goaf in the 8301 working face

2）动量方程。

式中：p 为气体微元上的压力，Pa；tij为气体微元上的黏性应力，Pa；gi为方向上的单位体积重力分量，m/s2；Ei为 x 方向气体的动量损失原项，Pa/m。

式中：μ 为采空区气体的黏度，Pa·s; a 为采空区的渗透率。

3）组分运输方程。

式中：ci为气体 i 的浓度，kg/m3；Di为气体 i 的扩散系数；Si为单位时间内单位体积消耗气体的量，kg/（m3·s）。

3 结果与分析

3.1 采空区煤自燃危险区域分布规律

8301 工作面回采长度为 30、50、60、80、100、150 m时采空区氧气浓度分布图如图2。由图2（a）可知，由于风压作用和采空区深部钻孔抽放瓦斯的影响，采空区内氧气浓度由左至右逐渐降低，在各风巷与采空区交界处最高（20.7%），进风巷8301 和回风巷5301 间距离较短，但仍存在漏风使回风侧采空区氧气浓度较高。比较图2（a）～图2（c）发现，随着采空区变长，自燃带逐渐变宽，且向工作面方向移动，这是由于“两进一回”通风系统使采空区内漏风量变大的影响。为降低遗煤自燃危险性，需采用防灭火技术缩减自燃带宽度。当回采长度为30～50 m 时，进风侧、回风侧自燃带宽度大小和增宽速率基本相同，自燃带变宽幅度与回采长度变长幅度比例为0.5，当回采长度为 50～60 m 时，自燃带宽度增宽速率突然变大，进风侧自燃带变宽幅度与回采长度变长幅度比例为1.8，比回采长度为30～50 m 时高出260%，当回采长度＞60 m 后，自燃带变宽幅度减小，但都大于28 m，在回采长度为150 m 时达到96 m，严重威胁井下安全，说明回采长度＞50 m 后，自燃带增宽速率变大，煤自燃危险区域变大，遗煤自燃危险性变大，存在较大安全隐患。

图2 8301 工作面采空区煤自燃危险区域分布图Fig.2 Distribution of coal spontaneous combustion danger zone of the goaf in 8301 working face

3.2 注氮量对采空区煤自燃危险区域的影响

为研究不同注氮量下采空区自燃三带的范围变化，寻求最佳注氮量，模拟分析了不同注氮量下采空区自燃“三带”的变化规律。回采长度为80 m 时注氮量为 0、2 000、25 00、3 000、5 000 m3/h 采空区氧气浓度分布图如图3 。注氮管埋设于2301 巷侧，可以看出，注氮大幅度改变了采空区内自燃“三带”分布，随着注氮量的增加，采空区内相同部位氧气浓度有所降低，自燃带逐渐变窄，窒息带逐渐变宽。自燃带是采空区内遗煤自燃高发区域，自燃带宽度的减小可大幅度减小采空区煤自燃危险区域。当注氮量2 000 m3/h 时，靠近进风巷2301 采空区自燃带几乎被消除，但对采空区中部和回风侧氧气浓度影响较小，防灭火效果不理想。随着注氮量的增加，靠近进风巷2301 和中部采空区自燃带被消除，回风侧氧气浓度也有所降低，但仍处于8%～18%之间，有自燃危险性，因此，仅在进风巷2301 处设置注氮口不能达到安全需求。回采长度为80 m 时注氮量为5 000 m3/h 采空区氧气浓度分布图如图3（f），注氮管分别埋设于2301 巷侧和5301 巷侧。由图3（a）和图3（f）对比得出，采空区两侧注氮后，氧气浓度大幅度降低，自燃带几乎被清除，采空区自燃危险性大幅度降低。因此，8301 工作面应考虑在采空区两侧注氮，注氮量都为2 500 m3/h。

图3 不同注氮量下采空区氧气浓度分布图Fig.3 Distribution diagram of oxygen concentration in goaf under different nitrogen injections

3.3 风量对采空区煤自燃危险区域的影响

通过模拟分析，得到了不同风量下采空区自燃“三带”的变化规律。回采长度为80 m 时2301 巷风量为 2 500、2 750、3 000、3 250 m3/min 采空区氧气浓度分布图如图4。

图4 2301 巷不同风量下采空区氧气浓度分布图Fig.4 Distribution diagram of oxygen concentration in goaf under different air volume of 2301 lane

由图4 对比可以看出，随着风量的增加，自燃带的边界向采空区深部延伸，其前端距工作面的距离也逐渐加大。当风量为2 500～3 000 m3/min 时，每增加250 m3/min，自燃带前端远离工作面3 m，当风量为3 000 m3/min 时，增加250 m3/min 后，自燃带前端仅远离工作面1 m，且继续增加风量会导致煤尘、粉尘含量变高。因此，综合考虑采空区内自燃带的消除以及巷道内人员安全，将2301 巷风量设置为3 000 m3/min。

回采长度为 80 m 时 8301 巷风量为 750、865、1 000 m3/min 时采空区氧气浓度分布图如图5。比较可以看出，由于与5301 回风巷距离较近，相对于2301 巷，8301 巷风量的改变对采空区“三带”的影响较小。风量由750 m3/min 增加至865 m3/min 后，采空区浅部氧气浓度变化不大，采空区深部相同部位处浓度有所降低，自燃带前端远离工作面1 m，增加至1 000 m3/min 后，采空区氧气浓度与风量为865 m3/min 时基本一致。因此，将8301 巷风量设置为750 m3/min。

图5 8301 巷不同风量下采空区氧气浓度分布图Fig.5 Distribution diayram of oxygen concentration in goaf under different air volume of 8301 lane

4 结 论

1）“两进一回”通风工作面采空区煤自燃危险区域较大，煤自燃危险性较高。当回采长度为50 m 后，自燃带宽度增宽速率突然变大，采空区自燃危险区域变大，遗煤自燃危险性变大，存在较大安全隐患。

2）注氮可大幅度改变采空区内自燃“三带”分布，减小采空区煤自燃危险区域。针对“两进一回”通风工作面，应考虑在采空区两侧注氮。

3）增加风量可使自燃带边界向采空区深部延伸，且加大其前端距工作面的距离。