综放采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域识别研究*

2022-06-28肖允友

现代矿业 2022年5期

肖允友

（山西长治郊区三元南耀吉安煤业有限公司）

随着矿井机械化水平的提高，高强度开采导致工作面瓦斯涌出量增加，采空区煤岩体破碎量大，裂隙分布广泛，提供了煤氧化反应与蓄热条件，加剧了采空区遗煤自然发火的发生［1］。瓦斯与煤自燃共生灾害加重了矿井预防预警负担，严重制约着矿井安全高效开采。我国近32.3%的重点煤矿深受瓦斯与煤自燃共生灾害威胁［2］。文献［3—4］采用自主开发的G3程序求解得到了在煤耗氧和瓦斯涌出共同作用下的采空区瓦斯与O2浓度及温度的分布。文献［5］基于CFD 求解了非线性流与层流并存下采空区三维O2分布。文献［6—10］定性划分出采空区的自燃危险区域。文献［11］提出了瓦斯安全抽采度指标定量评价抽采过程中采空区场流变化。文献［12］利用三维场重建程序结合空间插值技术重建出瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域空间立体分布特征。文献［13］使用R/S 方法分析了抽放管路中瓦斯气体混沌特性，利用监测点处与煤自燃相关的瓦斯指标时间序列Hurst指数判断采空区煤自燃的状态。

虽然专家学者对瓦斯与煤自燃耦合灾害进行了大量研究并取得可观的成果，但大部分仍局限于对采空区危险范围的定性分析，仅有的定量分析却不能系统性地表征采空区耦合灾害范围与大小。本文从瓦斯与煤自燃耦合灾害顾此失彼的矛盾出发，定义采空区安全度与危险区域系数双重指标，采用COMSOL 数值模拟软件定性定量分析综放采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域特征，为研究瓦斯与煤自燃协同防治提供理论参考。

1 耦合灾害危险区域建模

1.1 耦合灾害危险区域定性分析

随着工作面向前不断的推进，上覆岩层在开采的扰动下失稳发生损伤断裂回转下沉，在工作面后侧形成由散落煤体与上覆煤岩体等组成的采空区。在采空区进、回风巷位置由于煤壁的支撑作用，上覆煤岩体下沉与煤壁形成搭接区域，留下较大空隙［4，14］。相较于采空区内部中心位置，此区域压实程度较差，为采空漏风提供通道，流进工作面的新鲜风流连续不断地漏入采空区，采空区内散落煤体与O2接触发生氧化反应并产生热量，逐渐地增加了煤体温度，增大了采空区遗煤自然发火的可能性。采空区漏风改变了采空区内瓦斯浓度，遗煤低温氧化过程中产生的CO 等气体扩大了采空区内瓦斯混合气体的爆炸浓度范围［15-17］，使得瓦斯混合气体爆炸的分布区域发生改变，增大了采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害危险性。采空区内环境复杂多变，在工作面的动态推进过程中，多种因素影响着采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域的判定。

在采空区漏风流场影响下，采空区遗煤自燃具有“三带”分布特征［7-8］，采空区散热带流动性较好，热量与瓦斯不易积聚，不易发生瓦斯与煤自燃耦合灾害。采空区氧化带散热条件差，热量易积累，易发生煤自燃，若此区域的瓦斯混合气体浓度处于爆炸浓度范围内，不断积累的热量达到瓦斯混合气体爆炸温度点，瓦斯混合气体发生爆炸。采空区窒息带O2浓度较低，而窒息带处于采空区深部，瓦斯积聚抑制遗煤低温氧化，不易发生瓦斯与煤自燃耦合灾害。采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害是采空区裂隙场、遗煤分布场、渗流场、O2浓度场与CH4浓度场相互耦合相互作用的结果［1］，因此，本文采用式（1）定性分析采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域：

式中，x，y，z为采空区三维坐标系；f（x，y，z）为采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域函数；fFracture（x，y，z）为采空区裂隙场函数；fRemnant（x，y，z）为采空区遗煤分布场函数；fSeepage（x，y，z）为采空区渗流场函数；f(O2)(x,y,z)为采空区O2浓度场函数；f(CH4)(x,y,z)为采空区CH4浓度场函数。

1.2 耦合灾害危险区域定量分析

采空区瓦斯混合气体的爆炸浓度范围受多种因素影响处在动态变化中，根据文献［15］确定采空区发生瓦斯爆炸的瓦斯浓度与O2浓度二者间的关系，见图1，分别延长线段AC、BD，二者交于点F，F点即为常温常压下瓦斯混合气体爆炸临界点，CH4浓度为5.58 %，O2浓度为12 %。△ABF即为爆炸三角形，A点为瓦斯混合气体爆炸下限，CH4浓度为5.3%，O2浓度为18.18%；B点为爆炸上限，CH4浓度为13.16%，O2浓度为18.18%。根据爆炸三角形判定耦合灾害危险区域为Ⅰ区安全区、Ⅱ区低CH4浓度不爆区、Ⅲ区爆炸区、Ⅳ区高CH4浓度不爆区。而考虑温度对采空区内混合气体的影响，确定瓦斯混合气体爆炸上限为16%，爆炸下限为5%。

对瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域划分标准分为2 个阶段，第一阶段以采空区O2浓度8%～18%确定出氧化带范围［3］；第二阶段以O2浓度小于12 %确定为Ⅰ区安全区，以O2浓度大于12%，CH4浓度小于5 %确定为Ⅱ区低CH4浓度不爆区，以O2浓度大于12%，CH4浓度大于5%且小于16%确定为Ⅲ区爆炸区，以O2浓度大于12%，CH4浓度大于16%确定为Ⅳ区高CH4 浓度不爆区。数学关系以分段函数表示，见式（2），定义采空区安全度N定量评价采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域安全程度，Ⅰ区安全区取值为0，Ⅲ区爆炸区取值为1，Ⅱ区低CH4浓度不爆区与Ⅳ区高CH4浓度不爆区归一化差值。采空区安全度N在0～1之间，0代表最安全，1代表最危险。

式中，N为采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害安全度，1；c(O2)为采空区O2浓度，%；c(CH4)为采空区CH4浓度，%。

定义危险区域系数M，定量评价采空区距离底板高度，M为平面瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域占采空区面积比，见式（3），危险区域系数M越大，危险区域占采空区面积比越大，瓦斯与煤自燃耦合灾害程度越严重。

式中，M为采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域系数，1；Sf（x，y）为z平面采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域面积，m2；S0为z平面采空区面积，m2。

2 采空区多场耦合理论模型

2.1 采空区瓦斯混合气体流动控制方程

假设采空区内气体为不可压缩性气体，符合理想状态方程，忽略温度对气体动力粘度的影响，忽略粉尘对风流的影响。假设煤层瓦斯吸附符合朗格缪尔方程，采用式（4）控制工作面及进、回风巷道的流体自由流动，采用式（5）控制采空区的流体自由流动。

式中，ρair为瓦斯混合气体密度，kg/m3；u为流速，m/s；t为时间，s；▽为哈密顿算子；p为气体压力，Pa；p2为采空区裂隙混合气体压力，Pa；μ为气体的动力粘度，Pa/s2；F为体积力，N/m3；R0为普适气体常数，J/（mol·K）；T为温度，K；M1为空气摩尔质量，kg/mol；M2为瓦斯摩尔质量，kg/mol；cm为混合气体瓦斯质量浓度，%；εp为采空区孔隙率，%；k为采空区渗透率，m2；βF为中间系数；Qbr为源项，kg/（m3·s）。

2.2 采空区气体组分守恒方程

将采场视为连续的三维非均质渗流空间，建立采场内各组分气体的组分守恒方程（6）：

式中，c为气体体积浓度，%；ρairc为气体质量浓度，mol/m3；D为气体扩散系数张量，m2/s；Rc为耗氧速率，mol/（m3·s）；w为瓦斯源项，mol/（m3·h）；c()O2为出口O2浓度，mol/m3为进口O2浓度，mol/m3；v(tc,c(O2))为不同温度下O2浓度21%时的煤耗氧速度，kg/（m3·s）。

2.3 采空区渗透率

假设采空区为非均质多孔介质，孔隙率与渗透率见式（7）、式（8）。

式中，kp为采空区冒落矸石碎胀系数，自然堆积状态下取1.6，压实状态下取1.15；d为遗煤粒径，mm。

式（4）～式（6）定义了采空区瓦斯混合气体流动、气体组分对流扩散等多物理过程，联立即可得到采空区多场耦合偏微分方程，通过求解此偏微分方程即可获得采空区瓦斯与O2气体分布，将结果代入式（2）、式（3）即可得到采空区安全度N与瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域系数M。

3 数值模拟实例分析

3.1 物理模型构建

保德煤矿为高瓦斯矿井，81505 工作面所在8#煤层原始瓦斯含量平均为4.38 m3/t，工作面瓦斯地质储量2 500 万m3，8#煤层为Ⅱ类自燃煤层，发火期为1 个月。81505综放工作面倾向长度为240 m，走向长度为2 394 m，平均煤层厚度为7.4 m。工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤方式沿煤层底板回采，采高为3.6～3.8 m，放煤高度为3.6 ～3.8 m。现场实测采空区遗煤厚度约2.5 m。随着开采区域的增大，采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害严重制约矿井“双高”开采。以81505 工作面参数作为计算实例，采用COMSOL 软件建立三维模型（图2），模型参数见表1，其中2#进风巷与回风巷平距为18 m。沿采空区走向方向为x轴，沿工作面倾向方向为y轴，沿采空区高度为z轴。

表1 物理模型参数

3.2 边界条件设置

设置1#进风巷与2#进风巷为速度入口，O2体积分数20.8%，设置回风巷为自由出流。工作面与采空区交界为O2对流边界，采空区与巷道四壁为无扩散对流。本文模拟工作面不同供风量条件下采空区O2与瓦斯浓度分布，定性定量分析瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域。根据81505工作面实测风量变化范围，确定本文模拟的供风量为1 200，2 400 与3 600 m3/min，其中，1#进风巷与2#进风巷的供风量比为2∶1。

3.3 模拟结果与分析

模拟得到的供风量3 600 m3/min 条件下距离底板高度2.5 m 平面的采场流场与氧化带范围见图3。从图3（a）可以看出，流进采场的新鲜风流由进风巷流入工作面后从回风巷流出，采空区内的风流方向由进风侧流向回风侧。由于进、回风侧的垮落煤岩体在煤壁支撑下碎胀系数大于采空区内部，此处形成的漏风通道为采空区煤氧结合提供了条件。从图3（b）采空区O2浓度8%～18%范围可以看出，O2浓度非对称分布，氧化带具有非对称性，这是由于采空区内新鲜风流的流动存在沿程损失，风流流动强度与渗流逐渐减弱。沿采空区走向方向上O2浓度逐渐降低，这是由于随着工作面向前推进，沿采空区走向煤岩体压实程度高，造成孔隙率降低，漏入采空区内部的风量减少。根据第一阶段划分出供风量3 600 m3/min 条件下进风侧氧化带宽度为112.2 m，回风侧为100.5 m，进风侧氧化带宽度大于回风侧。因此，以进风侧氧化带宽度为标准，考察不同供风量对采空区氧化带的影响。

模拟得到的3 种不同供风量条件下距离底板高度2.5 m 平面的氧化带宽度见图4。可知，随着供风量的提高，散热带与氧化带边界逐渐向采空区内部移动，供风量1 200，2 400 与3 600 m3/min 条件下的进风侧氧化带分别为79，103.2 与112.2 m，氧化带宽度随工作面供风量的增加而逐渐增加。供风量的增加加大了采空区漏风强度，使得采空区内充分供氧，煤氧结合效率增大，增加了采空区煤自燃发火的可能，势必会拓宽瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域。在采空区两道与工作面支架后方布置束管监测系统，实时监测采空区O2浓度分布，通过改变工作面不同供风量，整理得到的实测氧化带宽度与模拟值具有较好的吻合程度，验证上述多场模型具有准确性。

模拟得到的距离底板高度2.5 m平面采场瓦斯浓度变化见图5。可以看出，在漏风流场作用下，距离工作面同等距离下的采空区进风侧的瓦斯浓度低于回风侧，形成采空区内进风侧瓦斯浓度较低，回风侧瓦斯浓度较高。沿采空区走向方向上的瓦斯浓度逐渐增高，瓦斯在采空区内部集聚。在靠近工作面位置的采空区内漏风风流对瓦斯起到稀释作用，瓦斯随风涌入上隅角，由回风巷流出。而采空区深部瓦斯受漏风影响较弱，瓦斯易聚集。

不同供风量条件下距离底板高度2.5 m平面的采场瓦斯浓度变化见图6，工作面供风量1 200，2 400与3 600 m3/min 条件下的采空区最高瓦斯浓度分别为87.7 %、68.3 %与50.3 %，上隅角瓦斯浓度分别为1.42%、0.68%与0.3%，现场实测的上隅角瓦斯浓度与模拟值误差在5%以内。随着供风量的增加，采空区最高瓦斯浓度与上隅角瓦斯浓度逐渐降低，增加工作面风量使得采空区漏风量增加，漏风影响范围扩大，采空区内部集聚瓦斯一定程度上被风流卷积，流回回风侧，采空区最高瓦斯浓度得到降低。同时，上隅角瓦斯被风流冲刷，增加工作面供风量，上隅角瓦斯得到降低。

3.4 采空区安全度与危险区域系数分析

根据式（2）得到的距离底板高度2.5 m 平面的采空区安全度N见图7。瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域N值为1，工作面供风量1 200 m3/min时危险区域主要集中在采空区进风侧靠近工作面较小范围内，呈椭圆形状，最远距离工作面约25 m。随着供风量增加到2 400 m3/min，危险区域扩大，逐渐覆盖在采空区浅部范围，呈三角形状，进风侧宽于回风侧，最远距离工作面约76 m。此条件下，在进风侧靠近液压支架附近出现Ⅱ区低CH4浓度不爆区，范围较小。当工作面供风量增至3 600 m3/min时，危险区域进一步扩大，逐渐蔓延至采空区中部位置，1 200 m3/min 时的危险区域变成了Ⅱ区低CH4浓度不爆区。工作面供风量的增加使采空区瓦斯浓度降低，但同时导致采空区瓦斯涌出强度增加，大范围的瓦斯浓度降低至爆炸极限区间。供风量的增加导致漏风增加，采空区散热能力得到提升，煤氧化反应消耗的O2量降低，导致采空区高O2浓度区域向采空区深部延展，在此二者作用下，瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域显著扩大。

根据式（3）得到的采空区瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域系数M值见图8。工作面供风量1 200，2 400 与3 600 m3/min条件下距离底板高度2.5 m平面M值分别为1.43、16.49与32.05，随着供风量的增加，M值逐渐增加。在采空区距离底板不同高度平面的M值随着高度的增加而降低，3 600 m3/min 时距离底板2.5，3.5 与4.5 m 高度的M值分别为32.05、21.85 与10.88。随着距离底板高度的增加，瓦斯与煤自燃耦合灾害危险区域面积逐渐减小。图8中M值的拟合结果见表2，M值与工作面供风量呈线性关系，相关系数R2接近1，随着距离底板高度的增加，直线斜率增大。