賈寶山，尹 彬，林立峰，張師一

（1.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院，遼寧 阜新123000；2.礦山熱動力災(zāi)害與防治教育部重點實驗室，遼寧 阜新123000）

堵漏技術(shù)在無煤柱開采防火中的應(yīng)用＊

賈寶山1，2，尹 彬1，2，林立峰2，張師一2

（1.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院，遼寧 阜新123000；2.礦山熱動力災(zāi)害與防治教育部重點實驗室，遼寧 阜新123000）

無煤柱開采技術(shù)已廣泛應(yīng)用。該技術(shù)雖然提高了回采率，但同時也加劇了采空區(qū)的漏風(fēng)量，大面積采空區(qū)聯(lián)通給防滅火帶來了難題。由于采空區(qū)難以觸及等原因很難直接探知采空區(qū)內(nèi)煤巖體的自燃情況。文中采用有限單元法計算了采空區(qū)內(nèi)滲流速度場和氧濃度場分布，通過兩者疊加劃出了采空區(qū)堵漏前后自燃“三帶”分布，并對比分析了堵漏前后兩種情況下自燃帶寬度的變化，可以看出漏風(fēng)對采空區(qū)“三帶”分布的影響較大，顯示了在無煤柱開采中應(yīng)用堵漏技術(shù)防治采空區(qū)自燃的必要性。

堵漏技術(shù)；無煤柱開采；自燃“三帶”；有限單元法；數(shù)值模擬

0 引言

從傳統(tǒng)的留煤柱開采方法可知，由于回采工作面支撐壓力的作用，使進風(fēng)巷和回風(fēng)巷的上幫煤柱破壞，產(chǎn)生大量裂隙，當(dāng)煤柱兩側(cè)風(fēng)壓不等時，易引起自燃。同時，大量煤柱的滯留增加了采區(qū)的遺煤量、降低了采區(qū)的回收率。實踐證明，無煤柱護巷技術(shù)是合理開發(fā)利用煤炭資源、提高回采率、降低掘進率、減少巷道維護費、提高技術(shù)經(jīng)濟效益的有效措施，是在開采工藝上的一項重要改革。無煤柱開采一般可使采區(qū)回采率提高10%～20%，有的甚至提高25%～30%。沿空掘巷可使巷道維護條件得到不同程度的改善，應(yīng)用沿空掘巷使回采巷道維修量降低25%，巷道掘進率降低5%～10%，沿空留巷可使掘進率降低25%～33%，局部可達40%［1］。

結(jié)合煤礦現(xiàn)場實際，依據(jù)采空區(qū)邊緣壓力、開采煤層的厚度及煤層傾斜等情況，在長期的實踐中區(qū)段無煤柱護巷形成了沿空留巷和沿空掘巷兩大技術(shù)，但無論哪種方法都加劇了采空區(qū)之間的漏風(fēng)。漏風(fēng)量的加大勢必加劇發(fā)火的危險性，通過多年的研究我國在防治煤炭自燃方面已經(jīng)形成了以“阻化”和“惰化”為主體的一系列成型技術(shù)［2］。然而，從采空區(qū)煤炭自燃角度看，采空區(qū)始終存在散熱帶、自燃帶和窒息帶，自燃帶寬度亦決定了采空區(qū)浮煤自燃危險性的大小，自燃帶越寬危險性就越大［3］。作者通過對采空區(qū)自燃“三帶”在堵漏前后差異的模擬，尤其通過比對自燃帶，指出堵漏技術(shù)在無煤柱開采中的必要性。

1 采空區(qū)自燃“三帶”劃分依據(jù)

現(xiàn)今劃分采空區(qū)自燃“三帶”主要有臨界風(fēng)速法、臨界氧濃度法和流場與氧氣濃度結(jié)合法［4－6］。本文采用流場與氧氣濃度結(jié)合法（｜v｜≤v＊∩c＊≤c（e）），其中v＊為自燃氧化蓄熱的風(fēng)速上限值，c（e）為單元平均氧濃度，c＊為煤自燃氧化的氧濃度下限值［7］。當(dāng)漏風(fēng)強度大于0.004m3（m2／s）時，由于滲流速度較大自燃失去了蓄熱條件處于散熱帶，當(dāng)氧氣濃度小于7%時，由于含氧量較低，煤氧反應(yīng)速度極其緩慢或停滯處于窒息帶，當(dāng)漏風(fēng)強度小于等于0.004m3（m2／s）并且氧濃度大于等于7%時，既有充足的氧氣又有良好的蓄熱條件則處于自燃帶［8］。為簡化在漏風(fēng)強度與滲流速度之間的轉(zhuǎn)化，此次模擬孔隙率取采空區(qū)通用平均值0.25［9］，所以臨界滲流速度為0.016m／s。

2 采區(qū)流場模型

2.1 數(shù)學(xué)模型

采空區(qū)冒落程度是非均勻的，一般隨位置的不同差異很大，其滲流場可用變滲透性系數(shù)的達西滲流耦合計算來近似描述。假設(shè)采空區(qū)充分冒落，頂、底板不透氣，則得到如下控制方程［10－12］：

式中，x、y、z為三維空間坐標；Qx、Qy、Qz分別為三維方向上的漏風(fēng)強度，m3·m－2·s－1；P為壓力，Pa；k為絕對滲透率，其值為實驗所得，m2；u為空氣粘性系數(shù)，kg·m－1·s－1；c為氧氣的質(zhì)量濃度，kg·m－3；D為氧氣在煤體中的擴散系數(shù)，m2·s－1；W 為煤的耗氧匯項，mol·m－3·s－1。

綜合考慮氧化及采空區(qū)內(nèi)瓦斯涌出對氧氣的稀釋作用，可得出耗氧匯模型如下式：

式中，W（O2）為煤的氧化耗氧量，mol·m－3·s－1；W（c）為考慮采空區(qū)內(nèi)瓦斯涌出的稀釋作用，與之等價的耗氧強度，mol·m－3·s－1；W（CH4）為采空區(qū)內(nèi)部瓦斯涌出量，mol·m－2·s－1；γ0為煤耗氧速度的待定系數(shù)，mol·m－3·s－1；C0為新風(fēng)流中的氧濃度，21%；H1為遺煤厚度，m；n為孔隙度；α為工作面回采率；k1為松散系數(shù)；m1為上部不可采煤層厚度，m；kp為壓實碎脹系數(shù)；k（0）p為初始碎脹系

數(shù)；M為采高，m；H為頂板冒落高度，m；。邊界條件：

在工作面邊界上：

在其他邊界：

在新鮮風(fēng)邊界上：

式中：Γ1—第一類邊界；

R1—工作面單位長度的風(fēng)阻，

L—工作面長度，m；

y—距工作面進風(fēng)側(cè)的距離；

Q—工作面的平均風(fēng)量。

初始條件：

圖1 U型通風(fēng)方式布置圖Fig.1 “U”style of ventilation mode

2.2 物理模型

采空區(qū)流場高度遠小于采空區(qū)平面尺寸，二維模型無論從精度還是節(jié)約計算時間上都要優(yōu)于三維模型，基于上述原因文中在實際的數(shù)值計算時略去高度采用二維模型。圖1中Ⅱ區(qū)為相鄰采區(qū)采空區(qū)，Ⅰ區(qū)為回采區(qū)，本文選?、駞^(qū)為研究對象，主要是采空區(qū)部分，時下工作面至開切眼為200m，工作面長度100m，進風(fēng)巷風(fēng)量1000m3／min。選取距工作面50m、100m、150m三處漏風(fēng)點作為典型進行模擬比對分析。

3 數(shù)值計算與結(jié)果分析

3.1 數(shù)值計算與參數(shù)選擇

對于非線性的數(shù)學(xué)方程，本文采用迎風(fēng)格式的有限單元法進行求解。數(shù)值計算過程使用COMSOL軟件，將計算區(qū)域劃分成4112個三角形網(wǎng)格，如圖2所示。在等式約束優(yōu)化問題的處理時引入了拉格朗日因子，從而使有限元方法得到了一個比較好的解［13］。

基于礦山現(xiàn)場實際，數(shù)值計算中參數(shù)選擇如下：

圖2 計算區(qū)域網(wǎng)格劃分Fig.2 Mesh division of calculation region

u＝1.8×10－5kg·m－1·s－1，D＝2.88×10－5m2·s－1，n取0.25，k＝1.404×10－6m2，b0＝0.0235℃－1，k1＝1.5，M＝4.5m，m1＝0.4m，kp＝1.1～1.5，γ0＝0.098mol·m－2·h－1，R1＝0.0013N·S2·m－8，W（CH4）＝0.12～4.7mol·m－1·h－1。

3.2 堵漏前狀態(tài)

通過數(shù)值計算，無煤柱開采采空區(qū)流場情況如圖3所示。進風(fēng)主要集中在工作面的進風(fēng)側(cè)，回風(fēng)則分布在工作面回風(fēng)側(cè)及三個漏風(fēng)點，三個漏風(fēng)點的存在使得采空區(qū)風(fēng)流呈拋物線型分布，且漏風(fēng)量自工作面向里逐漸減小。圖中可明顯看出開切眼附近亦有風(fēng)流的出現(xiàn)，其主要原因有：

（1）上覆巖層裂隙發(fā)育誘導(dǎo)采空區(qū)漏風(fēng)［14］；

（2）采空區(qū)巖石冒落壓實后與原保護煤柱之間形成了砌體梁結(jié)構(gòu)使得開切眼附近裂隙變大。

圖3 采空區(qū)流線圖Fig.3 Streamline diagram of goaf

圖4 采空區(qū)內(nèi)滲流場Fig.4 Seepage field in goaf

采空區(qū)漏風(fēng)滲流場如圖4所示，進、回風(fēng)側(cè)的速度較大，最大值為0.198m／s，在7m 處始出現(xiàn)滲流風(fēng)速上限值0.016m／s，50m處漏風(fēng)點出現(xiàn)較大的風(fēng)速值0.0196m／s。同時，圖中顯示在工作面進、回風(fēng)側(cè)風(fēng)速梯度較大，隨著采空區(qū)的深入風(fēng)速梯度線變疏，上述現(xiàn)象之所以出現(xiàn)與采空區(qū)頂板的冒落及壓實程度有直接的關(guān)系。

采空區(qū)氧濃度分布如圖5所示。采空區(qū)靠近工作面?zhèn)妊鯘舛戎递^大，自工作面向里逐漸變小，三個漏風(fēng)點處氧濃度分別為15%、5%、0.5%，在90m處始出現(xiàn)自燃氧濃度濃度7%。

圖5 采空區(qū)氧濃度分布Fig.5 Distribution of oxygen concentration in goaf

圖6所示為采空區(qū)遺煤氧化自燃“三帶”分布。可以看出：散熱帶最大寬度為20m，最小寬度為7m；自燃帶最大寬度為150m，最小寬度為80m，平均寬度為115m；冷卻帶最小寬度30m，最大寬度115m。圖中顯示，散熱帶及自燃帶靠近進風(fēng)側(cè)寬度較大，其主要是，由于漏風(fēng)點的存在使得工作面回風(fēng)側(cè)風(fēng)量小于進風(fēng)側(cè)風(fēng)量所致。同時，由于風(fēng)速值較大，依據(jù)指標三處漏風(fēng)點附近被劃分為冷卻帶，且在第一個漏風(fēng)點附近同時出現(xiàn)了下限7%的等氧濃度線。

圖6 采空區(qū)自燃“三帶”分布Fig.6 “Three zones”distribution of spontaneous combustion in goaf

3.3 堵漏后狀態(tài)

堵漏后，由于工作面兩側(cè)進、回風(fēng)總量基本一致，故采空區(qū)內(nèi)流場趨于規(guī)則分布。圖7所示為采空區(qū)滲流場，流場整體呈對稱分布。進、回風(fēng)側(cè)風(fēng)速較大，最大值為0.0413m／s，8m處始出現(xiàn)自燃帶上限風(fēng)速值0.016m／s，隨后逐漸降低。

圖8所示為采空區(qū)氧濃度分布線，隨采空區(qū)位置向里氧濃度分布呈現(xiàn)出規(guī)律性的梯次漸變狀態(tài)，整體微呈S型，自燃下限氧濃度始出現(xiàn)在73m處。

圖7 采空區(qū)內(nèi)滲流場Fig.7 Seepage field in goaf

圖8 采空區(qū)氧濃度分布Fig.8 Distribution of oxygen concentration in goaf

圖9 采空區(qū)自燃“三帶”分布Fig.9 “Three zones”distribution of spontaneous combustion in goaf

圖9所示為堵漏后采空區(qū)“三帶”的分布，采空區(qū)自燃帶最大寬度為70m，最小寬度為56m，平均寬度為62m；散熱帶最大寬度為18m，最小寬度為8m；距工作面78m以后采空區(qū)進入窒息帶。與圖6比較：堵漏前進風(fēng)側(cè)無論是上限風(fēng)速等值線、下限氧濃度等值線整體呈現(xiàn)向深處移動；堵漏前自燃帶無論是最大寬度還是平均寬度都較大，自燃帶面積亦較大；堵漏后散熱帶明顯呈對稱分布。堵漏前采空區(qū)流場不規(guī)則，不穩(wěn)定因素較多，對于已存在發(fā)火情況的采空區(qū)，隨機性過多對火點位置的確定較困難，從而給及時滅火帶來較大的困難。

3.4 堵漏措施及應(yīng)用效果

無煤柱開采在提高回采率的同時，其實質(zhì)上在采空區(qū)形成了一源多匯場加劇了內(nèi)部漏風(fēng)。圖6及圖9的模擬結(jié)果清晰的顯示了漏風(fēng)對“自燃帶”寬度及位置的影響；同時，在無煤柱開采時，采空區(qū)的漏風(fēng)，是使風(fēng)流攜帶瓦斯變化的主要因素，從減少瓦斯涌出的角度而言，也應(yīng)使采空區(qū)減少漏風(fēng)量。

減少漏風(fēng)主要從降低風(fēng)壓差和增大風(fēng)阻兩方面采取措施，有在煤壁外表面建密封設(shè)施的，也有噴注樹脂、凝膠、水泥漿等漿液材料到壓實區(qū)或充填區(qū)的，另外在煤柱中打孔注入混凝土灰漿、塑性石膏漿、凝膠等也已經(jīng)證明是有效果的［2，15］。現(xiàn)今國內(nèi)外在無煤柱開采防止漏風(fēng)的具體技術(shù)措施主要有：沿空巷道掛簾布、利用飛灰充填帶隔絕采空區(qū)、利用水砂充填堵漏、噴涂塑料泡沫防止漏風(fēng)、利用可塑性膠泥堵塞漏風(fēng)及采取“均壓”措施，減少漏風(fēng)。上述措施已在興隆莊礦、蘆嶺礦、古山礦、松藻礦及義馬常村礦、棗莊柴里礦等多處得到應(yīng)用，并取得了一定的應(yīng)用效果。

4 結(jié)論

（1）在建立數(shù)學(xué)模型時，對于耗氧匯綜合考慮了氧化及采空區(qū)內(nèi)瓦斯涌出對氧氣的稀釋作用，在此基礎(chǔ)上建立的數(shù)學(xué)模型較之以往一些忽略瓦斯稀釋作用的模型，與實際情況更加相符；

（2）就現(xiàn)實情況而言采用二維穩(wěn)態(tài)的數(shù)值模擬方法并結(jié)合采空區(qū)“三帶”理論，劃分采空區(qū)“三帶”的方法對現(xiàn)場有一定的參考價值；

（3）從模擬結(jié)果比對可明顯看出堵漏前后“自燃帶”的差異，顯示了堵漏技術(shù)在無煤柱開采防火中應(yīng)用的必要性，然而由于采空區(qū)尚有一些數(shù)據(jù)如孔隙率無法測出準確數(shù)值，所以數(shù)值模擬的結(jié)果與實際存在一定的差異。

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Plugging technology applied to fire prevention of mining without coal pillar

JIA Bao-shan1，2，YIN Bin1，2，LIN Li-feng2，ZHANG Shi-yi2

（1.College of Safety Science and Engineering，Liaoning Technical University，F(xiàn)uxin 123000，China；
2.Key Laboratory of Mine Thermodynamic Disaster ＆Control of Ministry of Education，F(xiàn)uxin 123000，China）

The popular technology of mining without coal pillar improves the recovery rate.However，this technology may also aggravate the air leakage of mined-out area，and the collusion of widespread mined-out areas may lead to fires which are difficult to control.It is so difficult to directly investigate the spontaneous combustion of coal-rock mass in gob beyond the touching.In this paper，the distributions of seepage velocity and oxygen concentration are numerical computed by using the finite element method.The“three zones”distribution of spontaneous combustion is respectively divided before and after plugging the minedout area through the superposition of seepage velocity field and oxygen concentration.The changes of spontaneous combustion width are comparably analyzed under different conditions.The results show that air leakage in mined-out area has larger effect on the“three zones”distribution of spontaneous combustion.It is so necessary to adopt the plugging technology to control the spontaneous combustion of coal-rock mass in mined-out area.

Plugging technology；Mining without coal pillar；“three zones”of spontaneous combustion；Finite element method；Numerical simulation

TD75＋2.2；X915.5

A

1004-5309（2012）-0035-05

2012-01-02；修改日期：2012-01-12

國家自然科學(xué)基金項目（51074086）

賈寶山（1972-），男，河北省阜平縣人，教授，博士，博士生導(dǎo)師.主要從事礦山安全方面的教學(xué)與科研工作。