埋管抽采条件下煤自燃指标气体分布规律研究

司俊鸿，李 潭，蔡春城，刘 会，李 林

(1. 华北科技学院 应急技术与管理学院，北京 东燕郊 065201;2.上海大屯能源股份有限公司 江苏分公司孔庄煤矿，江苏 徐州 221600)

0 引言

瓦斯与煤自燃是煤矿常见的两种灾害，严重影响到矿井安全生产。采空区中下部覆岩垮落破碎与遗煤混合的区域，是煤矿灾害的重要发生部位，区域内的煤岩体受上覆岩层作用后，压裂形成导气通道，既为瓦斯等有毒有害气体提供储藏空间，同时也为煤氧化自燃创造良好的环境条件。

瓦斯抽采是矿井瓦斯治理的有效手段[1]，其原理是通过钻孔、埋管等方式将采空区内瓦斯气体排出至地面或总回风流中。然而，对于易自燃煤层，采空区瓦斯和煤自燃防治一直是相互矛盾、相互制约的关系，抽采使采空区漏风通道增多，增加了采空区煤自燃发生的可能性，煤自燃为瓦斯爆炸事故提供了火源和温度环境，易引发瓦斯燃烧爆炸，此外，两种灾害的耦合增加了采空区瓦斯与煤自燃的防治难度[2,3]。

在瓦斯与煤自燃耦合灾害研究方面，周福宝[4]等研究了瓦斯与煤自燃共存致灾机理，建立了瓦斯安全抽采数学模型；李宗翔[5,6]等确定了瓦斯涌出强度与煤自然发火期的数学关系；邓军[7,8]等研究了瓦斯抽采条件下的煤自燃危险范围，确定了抽采管道位置与氧化升温带的变化关系；褚廷湘[9]等研究了卸压瓦斯抽采对采空区煤自燃的扰动效应及灾变机理；夏同强[10]研究了采空区瓦斯与煤自燃多场耦合动态推进过程；程卫民[11]等研究了综放采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域重构技术；张巨峰[12]等研究了裂隙场内漏风氧气场、蓄热温度场、瓦斯分布场等多场耦合对瓦斯与煤自燃共生灾害的作用；徐宇[13]等定量分析了瓦斯与煤自燃耦合灾害面积的变化规律；贾廷贵[14]等建立了流-化-热多场耦合模型，研究了多场耦合的致灾规律。

从煤自燃的成因来看，煤自燃不仅与煤氧化和放热特性有关，还与漏风供氧和蓄热环境密切相关[15,16]。受顶板垮落和压力显现等环境条件限制，采空区中温度传感器布置难度较大、监测范围较小，《煤矿防灭火细则》(2021版)规定必须使用CO和烷烯烃等指标气体进行采空区煤自燃状态监测，但气体指标及其阈值的确定较为复杂，尤其在瓦斯抽采条件下，受抽采流场的扰动影响，采空区的流场复杂多变。因此，通过分析埋管抽采条件下的采空区风流场和浓度场变化规律，研究瓦斯抽采与采空区煤自燃的平衡关系，揭示煤自燃指标气体的变化规律，为采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害的预测预报提供可靠的数据支撑。

1 采空区瓦斯与煤自燃耦合关系

矿井采空区中下部覆岩垮落破碎与遗煤混合的区域是煤自燃、瓦斯等灾害发生的重要部位，受区域特殊地理条件、煤体蓄热条件等因素的限制，灾害隐蔽性较强、流场复杂、监测难度大、火源定位困难，灾害单独治理时相互影响较大[17]。

煤自燃灾害与氧化生热聚集状态和热传递特征息息相关，采空区内漏风风速、气体浓度、温度随时间和空间发生变化，工作面漏向采空区的风流在煤岩体组成的多孔介质中流动，受采空区内孔隙弯曲性、无向性和随机性的影响，形成的包括湍流、过渡流和层流同时存在的非线性流场，造成采空区内部气体流动极其复杂，如图1所示为煤氧化自燃致灾机理。

图1 煤氧化自燃致灾机理示意图

2 工作面概况

2.1 7436工作面瓦斯地质参数

7436工作面位于上海大屯能源股份有限公司孔庄煤矿7#煤层IV1采区深部，该煤层厚度为4.30～4.80 m，平均厚度4.50 m，煤层瓦斯含量为4.48 m3/t。经测定，矿井为低瓦斯矿井，无煤与瓦斯突出危险性，Ⅳ1采区绝对瓦斯涌出量0.4918 m3/min。

7436工作面上邻7434采空区，下方为采区边缘，工作面标高为-847～-976 m，工作面走向长1301.0 m，倾向长230.2 m，工作面倾斜长245.0 m，采用综采放顶煤开采工艺，采2.5 m左右，放煤1.7 m左右，煤层倾角在18～22°，平均倾角20°，回采率为85%，回采期间工作面的风量为2260 m3/min，瓦斯绝对涌出量约为7.88 m3/min。7433工作面、7435工作面、7432工作面开采过程中出现过上隅角瓦斯超限问题。因此，该工作面采用井下瓦斯移动抽采泵进行瓦斯抽采。

2.2 瓦斯涌出量计算

采用分源预测法对7436工作面的瓦斯涌出量进行计算，图2为矿井瓦斯涌出的源汇关系图。工作面的瓦斯涌出一般分为本煤层瓦斯涌出和邻近层瓦斯涌出两部分，开采层瓦斯涌出中扣除围岩瓦斯涌出外剩余的为本煤层瓦斯涌出，其余为邻近层及采空区瓦斯涌出。

图2 矿井瓦斯涌出源汇关系示意图

根据7436工作面煤层开采技术条件、煤层瓦斯赋存参数，依据《矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)》，计算得出开采层瓦斯涌出为5.33 m3/min，占比为67.64%，邻近层瓦斯涌出为2.55 m3/min，占比为32.36%，因此，回采工作面瓦斯涌出量以开采层为主、邻近层为辅。

2.3 埋管抽采上隅角瓦斯

采空区漏风在上隅角处形成了风流涡流，造成了上隅角瓦斯积聚。通过在回风巷中铺设抽采管路，对采空区进行连续抽采，改变上隅角处的风流状况，可消除其瓦斯积聚。7436工作面采空区埋管抽放设计一趟抽放管路系统，选用管道公称外径为377 mm，公称壁厚为6 mm，内径371 mm的矿用瓦斯抽采管作为抽采支管路和选用内径为500 mm的瓦斯抽采管作为主干抽采管路，采用迈步式敷设方式，抽采管路每20 m设立一个抽采口，选用两台ZWY210/280-G型移动抽放泵站(1用1备)。通过预先布设抽放管路及抽放口，随着工作面的回采推进，对瓦斯抽放口进行调节。为减少采空区漏风，提高抽采效果，预先在采空区回风巷位置进行密闭，密闭位置距抽采管口3 m左右，密闭间距为10 m。采空区埋管抽采布置图见图3所示。

图3 7436工作面上隅角瓦斯抽采布置示意图

3 数值模拟实验

根据7436采空区埋管瓦斯抽采现状，采用FLUENT数值模拟方法，分别研究瓦斯抽采流量为5、20、35、50、65、80 m3/min时采空区的流场分布。

3.1 模型假设

根据孔庄矿7436工作面的实际情况，基于数值模拟软件近似模拟采空区内真实场景，由于现场工作面条件相对复杂，考虑到物理模型网格划分的质量，对模拟进行了如下假设：

(1) 采空区内煤炭、冒落岩石与空气等混合物视为各向同性的多孔介质，采空区瓦斯-空气混合气体为不可压缩理想混合气体，其在采空区的流动服从渗流规律；

(2) 煤岩体的孔隙率和渗透率是空间的函数，但不是采动时间的函数；

(3) 气体混合物满足理想气体状态方程；忽略工作面巷道内的设备、管线的影响；

(4) 瓦斯涌入源只考虑采空区遗煤瓦斯涌出和采场工作面漏入的煤壁瓦斯涌出和采落煤瓦斯涌出，在气流中不存在热源、热汇，气流各组分之间没有化学反应；

(5) 由于瓦斯抽采管道直径与采空区的尺寸差距较大，网格划分时容易产生长宽比较大的不规则形状网格，造成计算结果发散，因此，将瓦斯抽采管路的直径放大至2 m，长度和抽采位置不变，根据抽采量反算管道速度。

3.2 物理模型

7436工作面数值模拟物理模型分为3个区域：工作面与顺槽、采空区、瓦斯抽采管道区域，工作面倾角为20°，如图4所示。各区域的流体类型为Fluid Type，采空区设置为Porous Zone，其中瓦斯抽采管入口位于采空区内部30 m处。为了减少采空区上部模型的网格数量，采用不规划网格划分方法，在采空区下部加密网格，在采空区上部使用尺寸较大的网格，使用Tet/Hybrid、TGrid类型网格对采场进行网格划分，其中采空区划分网络141401个，工作面与顺槽区域划分7717个。网格划分见表1。

图4 物理模型及网格划分图

表1 物理模型参数

3.3 数学模型

将采空区漏风视为不可压缩气体在多孔介质中的渗流，忽略辐射传热、热膨胀和热扩散等，不计漏风流动的机械弥散，忽略水分蒸发和瓦斯吸附解吸等影响，根据质量守恒、能量守恒和动量守恒定律，耦合风流场、氧浓度场和温度场方程，联立相关方程建立采空区多场耦合数学模型。

3.3.1 边界条件

进风巷进口设为VELOCITY INLET，根据巷道实测风量2260 m3/min以及进风巷断面面积，换算成风速值为2.2828 m/s，进风口气体中氧气浓度为21%，氮气浓度为79%，进风巷温度为295 K。

回风巷出口和瓦斯抽采管入口设置为OUTFLOW出口边界，出口比例与瓦斯抽采流量相关，如表2所示。采空区与工作面的交界面均设置为INTERIOR，其余外部面设置为WALL，温度为283 K。

表2 出口边界设置

3.3.2 瓦斯涌出源项

假设煤层吸附游离瓦斯均匀分布，根据7436工作面瓦斯涌出源项分类以及涌出量测定结果，采空区底板上瓦斯源项强度设置为5.52×10-6kg/m3·s，煤柱附近瓦斯源项强度设置为2.64×10-6kg/m3·s。通过UDF在采空区多孔介质中增加涌出源项。

3.3.3 CO源项

采空区CO源项主要来源于邻近层和采空区中煤岩体本身赋存的CO以及煤自燃产生的CO气体，其中漏风供氧和热量积聚是引起采空区底部遗煤区域发生自燃的主要原因。假设7436采空区深度100 m、距离进风侧150～180 m处出现高温区域，设置CO初始源项强度为5×10-8kg/m3·s，通过 UDF对CO源项的涌出位置、涌出强度等参数进行设置。

3.3.4 多孔介质渗透率

沿煤层走向，从工作面煤壁到采空区深部，采空区冒落煤岩体逐渐压实，渗透率逐渐减小；沿工作面倾斜方向，由采空区两侧到采空区中部，渗透率逐渐减小。根据Blake-Kozeny公式，得出采空区渗透率k分布可近似为以下分段函数[18]：

(1)

式中，x，y分别为工作面走向和倾斜方向上的坐标，m；α(x)为x处的孔隙率，无量纲；Ls为基本稳定点离工作面的距离，m；L为工作面倾斜长度，m；k为采空区渗透率，m2。

3.4 控制参数设置

工作面风流一般属于湍流流动，故应考虑其对采场风流流动分布的影响，需对进口湍流参数进行设置，计算所用湍流模型选用Realizeblek-ε两方程模型。为保证模拟计算结果的精度，设置收敛残差为10-6，采用稳态模拟计算，即当迭代到各变量的残差小于10-6后结束计算。在FLUENT求解过程中，可通过检查各变量的迭代残差动态监视计算结果的收敛性。数学模型的控制参数如表3所示。

表3 模拟主要参数设置

4 结果分析

4.1 抽采条件下采空区CO分布规律

分别绘制出不同瓦斯抽采流量情况下，距离底板1.5 m处采空区CO浓度分布云图如图5所示。

图5 采空区CO浓度分布云图

由图5可知，受采空区漏风流场和瓦斯抽采负压的影响，大部分CO气体沿着采空区漏风流迹向回风侧运移。同时，在分子自由运动的作用下，小部分CO气体也向采空区进风侧及深部扩散，且随着瓦斯抽采量的增加扩散运动逐渐减弱。

为了研究瓦斯抽采管入口处、上隅角及回风巷出口处气体的变化规律，分别提取出不同瓦斯抽采流量条件下相应截面的CH4和CO气体浓度见表4所示，绘制出气体随瓦斯抽采量的变化曲线如图6所示。

表4 气体浓度

图6 抽采流量与气体浓度变化关系图

由表4可知，随着瓦斯抽采量的增加，瓦斯抽采管入口、上隅角和回风巷出口断面的气体浓度呈现指数衰减变化关系。当瓦斯抽采流量大于35 m3/min时，上隅角瓦斯浓度低于1%。在采空区CO气体总量不变的情况下，即不考虑火灾动态发展变化产生的影响，通过瓦斯抽采方式可以排出采空区中的CO气体，得出不同抽采流量条件下瓦斯抽采管中CH4和CO的抽采纯量如图7 所示。随着抽采流量的增大，CH4和CO的抽采纯量逐渐增大到峰值后开始减小，当抽采流量为50 m3/min时，CH4和CO的抽采纯量达到最大值。因此，瓦斯的抽采量可设置为50 m3/min左右。

图7 瓦斯抽采纯量变化关系图

通过分析抽采管和上隅角的CO浓度可知，随着瓦斯抽采流量的增加，抽采管中CO浓度为上隅角处的5～7倍。因此，在瓦斯抽采条件下进行煤自燃CO指标气体分析时，需要降低CO的报警阈值。

4.2 抽采条件下采空区“三带”变化规律

分别提取出不同瓦斯抽采流量情况下，距离底板1.5 m处采空区CO浓度和O2浓度的分布云图如图8所示。

图8 采空区O2浓度分布云图

按氧气浓度标准对采空区三带进行划分，O2浓度为18%的线为散热带与氧化带的边界，O2浓度为8%的线为氧化带与散热带的边界。根据图8提取出三带的最大宽度，绘制出其随着瓦斯抽采流量的变化规律如图9所示。

图9 采空区“三带”变化图

由图9可知，瓦斯抽采对散热带边界的影响较小，对氧化带位置影响较大，氧化带宽度随着瓦斯抽采流量的增加逐渐变大。

5 结论

(1) 分析了采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害的致灾机理，研究了采空区瓦斯涌出源项、采空区渗透率、CO源项等关键参数的取值方法，建立了7436工作面数值模拟模型，确定了模型的边界条件。

(2) 采空区部分CO气体在分子自由运动作用下，向采空区进风侧及深部扩散，且随着瓦斯抽采量的增加扩散运动逐渐减弱。此外，瓦斯抽采管入口、上隅角和回风巷断面的气体浓度与瓦斯抽采量呈指数衰减变化关系，当瓦斯抽采流量大于35 m3/min时，上隅角瓦斯浓度低于1%。瓦斯抽采量为50 m3/min时，CH4和CO的抽采纯量最大。

(3) 瓦斯抽采对散热带边界的影响较小，但对氧化带位置影响较大，氧化带宽度随着抽采流量的增加逐渐变大。瓦斯抽采条件下进行煤自燃CO指标气体分析时，抽采管中CO浓度为上隅角处的5～7倍，需要降低CO的报警阈值。