近距离煤层工作面采空区自燃“三带”研究

张 毅

(山西晋煤集团 晋圣亿欣煤业有限公司，山西 晋城 048200)

煤炭资源在我国整个能源结构中占据非常重要的地位，近年来随着煤炭产能的不断提高，矿山生产过程中，煤自燃问题表现尤为突出[1-3]。特别针对近距离煤层开采，受两煤层工作面开采扰动影响，导致原有密闭产生裂隙，空气涌入采空区，易发生煤自燃情况，给工作面安全开采带来严重隐患[4-5]。为此，研究近距离煤层采空区自燃“三带”问题，对于指导工作面安全生产，并针对性地提出可靠的防治措施意义重大[6-7]。本文以某矿近距离煤层开采为工程背景，采用现场测定与数值模拟相结合的方法对采空区自燃“三带”进行了分析，以期为该矿工作面的安全生产提供指导。

1 矿山概况

某煤矿主采9号煤层9203工作面与10号煤层10102工作面，其中9号煤层平均厚1.3 m，10号煤层平均厚3.9 m，两煤层平均间距23.5 m，各煤层特征见表1。两煤层采用综采一次采全高采煤法，全部垮落法管理顶板，9号煤与10号煤吸氧量分别为0.61 cm3/g与0.64 cm3/g，该矿近距离煤层开采过程中，由于煤的炭化程度低，挥发份含量高，导致煤层自然发火倾向较强。两煤层自燃倾向性等级均为II类，即自燃煤层。

表1 各煤层特征

2 采空区自燃“三带”测定

2.1 现场测定方案

研究采用现场实测方法，以实验室测定煤自燃特性参数、气相色谱仪分析采空区气体成份为依据，获得该矿两煤层工作面采空区氧化“三带”的分布特点，以确定出合理的采空区自燃防治措施。

1) 测点布置方法。两煤层工作面采空区自燃“三带”测定的管路铺设均采用进、回风巷预埋管路的铺设方法。回风巷道布置3个测点，运输巷道布置2个测点，测点间距35 m，在测点位置安装气体采集监测装置，测点布置情况见图1。

图1 工作面测点布置方法

2) 观测探头布置方法。测点观测探头布置如图2所示。

图2 测点观测探头布置图

每个测点由上部透气孔、中部束管与测温导线、下部密封材料及三通阀构成，测点间通过钢管连接，一端穿透密闭墙到胶运巷，作为取气点和温度观测点。采用直径8 mm的束管进行采气，采空区气体和温度每2天观测并记录1次。

2.2 现场测定结果分析

以氧浓度18%和8%作为自燃“三带”分界线，进风侧氧气浓度监测结果见图3。可以看出，随着测点距工作面距离的增加，进氧浓度表现为缓慢—快速下降特征。采空区氧浓度为18%的位置距离工作面80 m；氧气浓度降至8%的位置距离工作面约125 m。

图3 进风侧氧浓度变化曲线图

回风侧氧气浓度监测结果见图4。随工作面与测点距离的增加，氧浓度总体呈缓慢—快速下降的特征。回风隅角氧气浓度为20.61%，随着测点逐渐深入采空区，测点氧浓度下降速度较快，分别至21 m、28 m处氧气浓度下降至18%，此后氧气浓度出现局部波动，最终在分别进入采空区60 m、80 m处降至8%.

图4 回风侧氧浓度变化曲线图

基于现场测定结果，两工作面采空区自燃“三带”范围见表2。

表2 采空区自燃“三带”范围

3 采空区自燃“三带”数值模拟分析

3.1 9203工作面数值结果

研究采用Fluent软件对工作面采空区自燃“三带”特征进行分析，9203工作面长175 m；进风巷宽4.5 m，风速1.42 m/s；回风巷宽4.5 m，采空区长450 m，宽160 m。风流由进风巷流入，经工作面和采空区在回风巷流出，数值结果如图5所示。

图5 9203工作面数值模拟结果

通过图5可以看出，9203工作面采空区压力分布由进风侧到回风侧呈弧形对称，由进风侧向回风侧逐渐减小，由工作面向采空区深部逐渐减小，采空区进、回风侧漏风风速比中部大，采空区自燃“三带”范围见表3。

表3 9203工作面采空区自燃“三带”范围

3.2 10102工作面数值结果

10102工作面长185 m，宽5.5 m，风速1.41 m/s；回风巷宽5.5 m，采空区长450 m，宽185 m。风流由进风巷流入，经工作面和采空区在回风巷流出，数值结果如图6所示。

图6 10102工作面数值模拟结果

通过图6可以看出，对于采空区氧浓度分布，进风侧高于回风侧，该工作面采空区自燃“三带”范围见表4。

表4 10102工作面采空区自燃“三带”范围

3.3 综合结果分析

综合两工作面数值结果可以看出，采空区自燃“三带”分布范围与现场监测结果基本一致，验证了数值结果的可靠性。对于氧化升温带的最大宽度值，回风侧要高于进风侧，说明回风巷道自然发火风险可能性更大。当工作面推进速度较小时，采空区遗煤与适当氧气具备充足的氧化升温时间，容易自然发火。因此，生产过程中，应确定合理的工作面最小安全推进速度，缩小氧化升温带的范围，避免采空区遗煤自燃事故发生。

4 工作面最小安全推进速度确定

当工作面的推进度较快时，采空区由于顶板岩石的垮落而逐渐压实，孔隙密度大大降低，风阻也逐渐增大，漏风强度大大减弱，氧气浓度逐渐降低而无法维持煤氧化自燃过程中的持续发展。工作面最小安全推进速度计算方法如下：

(1)

式中：vmin为最小安全推进速度，m/d；Lmax为采空区最大氧化升温带宽度，m；τ为煤最短自然发火期，d。

该矿9号煤层9203工作面最短自然发火期为45 d，采空区最大氧化带宽度45 m，带入公式(1)，可得工作面最小安全推进速度为1 m/d。10号煤层10102工作面最短自然发火期为42 d，采空区最大氧化带宽度52 m，带入公式(1)，得到工作面最小安全推进速度为1.3 m/d。当两工作面最小安全推进速度均达到要求时，工作面采空区可避免自然发火风险。

5 结 语

1) 通过现场测定，根据工作面推进氧气含量的变化，确定了两工作面采空区自燃“三带”范围。两工作面采空区进回风侧，氧浓度随着测点距工作面距离的增加均呈现缓慢—快速下降特征。

2) 通过数值模拟分析，工作面采空区两侧压力分布表现为弧形对称特征，回风侧氧化升温带最大宽度要高于进风侧，说明回风巷道自然发火风险可能性更大，需引起足够重视。

3) 研究确定两煤层工作面最小安全推进速度分别为1 m/d与1.3 m/d，当两工作面最小安全推进速度均达到要求时，工作面采空区将不会出现自然发火风险。