杜 陽 ，戚緒堯 ，翁旭澤 ，郝建峰 ，陳瑞峰 ，陳岳振

（1.中國礦業(yè)大學(xué) 安全工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116；2.中國礦業(yè)大學(xué) 煤礦瓦斯與火災(zāi)防治教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，江蘇 徐州 221116；3.同煤集團(tuán)塔山煤礦公司，山西 大同 037000）

采空區(qū)遺煤自燃是礦井生產(chǎn)過程的主要災(zāi)害之一[1-2]，常溫環(huán)境下，遺煤與氧氣反應(yīng)并釋放熱量，熱量積聚使煤溫逐漸升高，當(dāng)達(dá)到著火點(diǎn)溫度時(shí)發(fā)生自燃[3-4]。煤自燃的發(fā)生與所在區(qū)域氧氣濃度有關(guān)，以此為指標(biāo)，劃分采空區(qū)為散熱帶、自燃帶和窒息帶，為降低遺煤自燃危險(xiǎn)性，需將氧氣濃度控制在8%以下[5-6]。一些礦井采用“兩進(jìn)一回”通風(fēng)方式解決工作面上隅角瓦斯超限問題，但也使采空區(qū)內(nèi)漏風(fēng)量增大，自燃危險(xiǎn)性增大，威脅井下作業(yè)安全[7-8]。此外，注氮防滅火技術(shù)通過降低采空區(qū)內(nèi)氧氣濃度減小自燃帶寬度，具有較好的防滅火效果，目前在煤礦應(yīng)用較為廣泛[9-10]。為研究“兩進(jìn)一回”通風(fēng)工作面采空區(qū)煤自燃區(qū)域分布規(guī)律，采用數(shù)值模擬方法分析工作面回采期間采空區(qū)自燃“三帶”范圍，確定煤自燃危險(xiǎn)區(qū)域分布規(guī)律，并分析通風(fēng)和注氮產(chǎn)生的影響，尋求最佳風(fēng)量和注氮量，為“兩進(jìn)一回”通風(fēng)工作面采空區(qū)防滅火提供依據(jù)。

1 工作面概況

同煤塔山煤礦8301 工作面在三盤區(qū)東翼中部，四周均為實(shí)煤區(qū)。工作面設(shè)計(jì)走向長度為3 209.91 m，傾向長度為 297.3 m。煤層厚度為 7.07～21.99 m，平均 11.66 m。煤層傾角 1°～3°，平均 2°。8301 工作面為三巷布置：2301 巷、5301 巷和8301 巷，通風(fēng)系統(tǒng)為“兩進(jìn)一回”“U＋L”型通風(fēng)系統(tǒng)。其中，2301 巷主要用于運(yùn)煤、進(jìn)風(fēng)，5301 巷主要用于回風(fēng)、行人及運(yùn)送設(shè)備和材料，8301 巷主要用于進(jìn)風(fēng)及瓦斯治理。正常情況下，8301 工作面的絕對瓦斯涌出量為30～40 m3/min，工作面推進(jìn)至斷層、煤體破碎等區(qū)域時(shí)，瓦斯涌出量明顯增大。8301 工作面煤層自燃傾向性為Ⅱ類自燃，最短自然發(fā)火期為82 d，煤塵具有爆炸危險(xiǎn)性。

2 數(shù)值模擬

2.1 物理模型

依據(jù)塔山煤礦8301 工作面資料，建立采空區(qū)三維模型，采空區(qū)寬 297.3 m、高 3.4 m，2301 進(jìn)風(fēng)巷長 50 m、寬 5.3 m、高 3.4 m，8301 進(jìn)風(fēng)巷長 50 m、寬 4.5 m、高 3.4 m，5301 回風(fēng)巷長 50 m、寬 5.3 m、高3.4 m，利用Gambit 軟件進(jìn)行建模和網(wǎng)格劃分，8301 工作面采空區(qū)物理模型如圖1。

2.2 采空區(qū)氣體運(yùn)移分布的理論基礎(chǔ)

采空區(qū)氣體流動主要遵循以下幾類控制方程：

1）連續(xù)方程。在直角坐標(biāo)系中，連續(xù)方程可表示為：

式中：ρ 為流體密度，kg/m3；t 為時(shí)間 s；u、υ、ω 分別為 x、y、z 方向上速度分量，m/s。

圖1 8301 工作面采空區(qū)物理模型Fig.1 Physical model of goaf in the 8301 working face

2）動量方程。

式中：p 為氣體微元上的壓力，Pa；tij為氣體微元上的黏性應(yīng)力，Pa；gi為方向上的單位體積重力分量，m/s2；Ei為 x 方向氣體的動量損失原項(xiàng)，Pa/m。

式中：μ 為采空區(qū)氣體的黏度，Pa·s; a 為采空區(qū)的滲透率。

3）組分運(yùn)輸方程。

式中：ci為氣體 i 的濃度，kg/m3；Di為氣體 i 的擴(kuò)散系數(shù)；Si為單位時(shí)間內(nèi)單位體積消耗氣體的量，kg/（m3·s）。

3 結(jié)果與分析

3.1 采空區(qū)煤自燃危險(xiǎn)區(qū)域分布規(guī)律

8301 工作面回采長度為 30、50、60、80、100、150 m時(shí)采空區(qū)氧氣濃度分布圖如圖2。由圖2（a）可知，由于風(fēng)壓作用和采空區(qū)深部鉆孔抽放瓦斯的影響，采空區(qū)內(nèi)氧氣濃度由左至右逐漸降低，在各風(fēng)巷與采空區(qū)交界處最高（20.7%），進(jìn)風(fēng)巷8301 和回風(fēng)巷5301 間距離較短，但仍存在漏風(fēng)使回風(fēng)側(cè)采空區(qū)氧氣濃度較高。比較圖2（a）～圖2（c）發(fā)現(xiàn)，隨著采空區(qū)變長，自燃帶逐漸變寬，且向工作面方向移動，這是由于“兩進(jìn)一回”通風(fēng)系統(tǒng)使采空區(qū)內(nèi)漏風(fēng)量變大的影響。為降低遺煤自燃危險(xiǎn)性，需采用防滅火技術(shù)縮減自燃帶寬度。當(dāng)回采長度為30～50 m 時(shí)，進(jìn)風(fēng)側(cè)、回風(fēng)側(cè)自燃帶寬度大小和增寬速率基本相同，自燃帶變寬幅度與回采長度變長幅度比例為0.5，當(dāng)回采長度為 50～60 m 時(shí)，自燃帶寬度增寬速率突然變大，進(jìn)風(fēng)側(cè)自燃帶變寬幅度與回采長度變長幅度比例為1.8，比回采長度為30～50 m 時(shí)高出260%，當(dāng)回采長度＞60 m 后，自燃帶變寬幅度減小，但都大于28 m，在回采長度為150 m 時(shí)達(dá)到96 m，嚴(yán)重威脅井下安全，說明回采長度＞50 m 后，自燃帶增寬速率變大，煤自燃危險(xiǎn)區(qū)域變大，遺煤自燃危險(xiǎn)性變大，存在較大安全隱患。

圖2 8301 工作面采空區(qū)煤自燃危險(xiǎn)區(qū)域分布圖Fig.2 Distribution of coal spontaneous combustion danger zone of the goaf in 8301 working face

3.2 注氮量對采空區(qū)煤自燃危險(xiǎn)區(qū)域的影響

為研究不同注氮量下采空區(qū)自燃三帶的范圍變化，尋求最佳注氮量，模擬分析了不同注氮量下采空區(qū)自燃“三帶”的變化規(guī)律?；夭砷L度為80 m 時(shí)注氮量為 0、2 000、25 00、3 000、5 000 m3/h 采空區(qū)氧氣濃度分布圖如圖3 。注氮管埋設(shè)于2301 巷側(cè)，可以看出，注氮大幅度改變了采空區(qū)內(nèi)自燃“三帶”分布，隨著注氮量的增加，采空區(qū)內(nèi)相同部位氧氣濃度有所降低，自燃帶逐漸變窄，窒息帶逐漸變寬。自燃帶是采空區(qū)內(nèi)遺煤自燃高發(fā)區(qū)域，自燃帶寬度的減小可大幅度減小采空區(qū)煤自燃危險(xiǎn)區(qū)域。當(dāng)注氮量2 000 m3/h 時(shí)，靠近進(jìn)風(fēng)巷2301 采空區(qū)自燃帶幾乎被消除，但對采空區(qū)中部和回風(fēng)側(cè)氧氣濃度影響較小，防滅火效果不理想。隨著注氮量的增加，靠近進(jìn)風(fēng)巷2301 和中部采空區(qū)自燃帶被消除，回風(fēng)側(cè)氧氣濃度也有所降低，但仍處于8%～18%之間，有自燃危險(xiǎn)性，因此，僅在進(jìn)風(fēng)巷2301 處設(shè)置注氮口不能達(dá)到安全需求?；夭砷L度為80 m 時(shí)注氮量為5 000 m3/h 采空區(qū)氧氣濃度分布圖如圖3（f），注氮管分別埋設(shè)于2301 巷側(cè)和5301 巷側(cè)。由圖3（a）和圖3（f）對比得出，采空區(qū)兩側(cè)注氮后，氧氣濃度大幅度降低，自燃帶幾乎被清除，采空區(qū)自燃危險(xiǎn)性大幅度降低。因此，8301 工作面應(yīng)考慮在采空區(qū)兩側(cè)注氮，注氮量都為2 500 m3/h。

圖3 不同注氮量下采空區(qū)氧氣濃度分布圖Fig.3 Distribution diagram of oxygen concentration in goaf under different nitrogen injections

3.3 風(fēng)量對采空區(qū)煤自燃危險(xiǎn)區(qū)域的影響

通過模擬分析，得到了不同風(fēng)量下采空區(qū)自燃“三帶”的變化規(guī)律?；夭砷L度為80 m 時(shí)2301 巷風(fēng)量為 2 500、2 750、3 000、3 250 m3/min 采空區(qū)氧氣濃度分布圖如圖4。

圖4 2301 巷不同風(fēng)量下采空區(qū)氧氣濃度分布圖Fig.4 Distribution diagram of oxygen concentration in goaf under different air volume of 2301 lane

由圖4 對比可以看出，隨著風(fēng)量的增加，自燃帶的邊界向采空區(qū)深部延伸，其前端距工作面的距離也逐漸加大。當(dāng)風(fēng)量為2 500～3 000 m3/min 時(shí)，每增加250 m3/min，自燃帶前端遠(yuǎn)離工作面3 m，當(dāng)風(fēng)量為3 000 m3/min 時(shí)，增加250 m3/min 后，自燃帶前端僅遠(yuǎn)離工作面1 m，且繼續(xù)增加風(fēng)量會導(dǎo)致煤塵、粉塵含量變高。因此，綜合考慮采空區(qū)內(nèi)自燃帶的消除以及巷道內(nèi)人員安全，將2301 巷風(fēng)量設(shè)置為3 000 m3/min。

回采長度為 80 m 時(shí) 8301 巷風(fēng)量為 750、865、1 000 m3/min 時(shí)采空區(qū)氧氣濃度分布圖如圖5。比較可以看出，由于與5301 回風(fēng)巷距離較近，相對于2301 巷，8301 巷風(fēng)量的改變對采空區(qū)“三帶”的影響較小。風(fēng)量由750 m3/min 增加至865 m3/min 后，采空區(qū)淺部氧氣濃度變化不大，采空區(qū)深部相同部位處濃度有所降低，自燃帶前端遠(yuǎn)離工作面1 m，增加至1 000 m3/min 后，采空區(qū)氧氣濃度與風(fēng)量為865 m3/min 時(shí)基本一致。因此，將8301 巷風(fēng)量設(shè)置為750 m3/min。

圖5 8301 巷不同風(fēng)量下采空區(qū)氧氣濃度分布圖Fig.5 Distribution diayram of oxygen concentration in goaf under different air volume of 8301 lane

4 結(jié) 論

1）“兩進(jìn)一回”通風(fēng)工作面采空區(qū)煤自燃危險(xiǎn)區(qū)域較大，煤自燃危險(xiǎn)性較高。當(dāng)回采長度為50 m 后，自燃帶寬度增寬速率突然變大，采空區(qū)自燃危險(xiǎn)區(qū)域變大，遺煤自燃危險(xiǎn)性變大，存在較大安全隱患。

2）注氮可大幅度改變采空區(qū)內(nèi)自燃“三帶”分布，減小采空區(qū)煤自燃危險(xiǎn)區(qū)域。針對“兩進(jìn)一回”通風(fēng)工作面，應(yīng)考慮在采空區(qū)兩側(cè)注氮。

3）增加風(fēng)量可使自燃帶邊界向采空區(qū)深部延伸，且加大其前端距工作面的距離。