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范加锋
（1. 中煤科工集团沈阳研究院有限公司，辽宁 沈阳 110016；
2. 煤矿安全技术国家重点实验室，辽宁 抚顺 113001）
矿井瓦斯灾害与煤自燃灾害严重威胁地下煤炭安全开采[1-2]。目前，我国130 余个矿区中，受煤自燃隐患困扰的煤矿超过70%[3]。其中，存在瓦斯与煤自燃共生灾害的高瓦斯易自燃矿井不在少数[4-5]。瓦斯抽采可以解决上隅角瓦斯积聚隐患，也会造成采空区漏风加剧，增加遗煤自燃危险性[1]。另外，采空区遗煤自燃会引发瓦斯爆炸[6-7]。因此，针对高瓦斯易自燃矿井建立合理、有效的瓦斯抽采方式，才能达到减少瓦斯灾害、缓解遗煤自燃危险性的目的。
我国学者针对瓦斯与煤自燃共生灾害问题开展了大量研究。王继仁等[8]针对西铭矿采用高位巷、埋管立体联合抽采方式，确定最佳抽采流量为20 m3/min，有效解决了矿井瓦斯超限和煤自燃隐患问题。贾廷贵等[9]基于德宝煤矿工作面的偏Y 型通风方式，采用数值模拟分析了抽采位置及抽采流量对采空区瓦斯分布及煤自燃“三带”的影响。杜阳等[10]针对塔山煤矿8204−2 工作面远距离瓦斯抽采技术，通过数值模拟得到了回采长度与自燃带宽度的正相关关系，提出可采用注氮方式来缩小煤自燃区域。裴晓东等[11]针对高瓦斯易自燃工作面建立了瓦斯与煤自燃耦合数学模型，分析了有无抽采条件下采空区瓦斯与煤自燃共生致灾危险区。王飞等[12]对综采工作面采空区瓦斯抽放、注氮、遗煤自燃三者耦合关系进行分析，确定了最佳瓦斯抽放量和注氮流量分别为700 m3/min，2 200 m3/h。文虎等[13]针对北矿4204 工作面高瓦斯煤层，采用CFD 模拟研究不同抽采条件对遗煤自燃“三带”分布的影响，根据实际情况确定了进风侧注氮、两隅角封堵等防灭火措施。Wang Chaojie 等[14]研究了3 种不同抽放瓦斯方式对采空区遗煤自燃氧化带范围的影响，发现抽采作业造成遗煤自燃危险区在走向、倾向、垂直方向均有不同程度的扩大。杜瀚林等[15]采用FLUENT 软件对高抽巷瓦斯抽采与遗煤自燃的耦合关系进行了研究，发现自燃“三带”呈立体分布，在液压支架后上方存在煤自然发火危险区域。
工作面采空区瓦斯是矿井瓦斯治理的重难点，低位巷瓦斯抽采是解决上隅角瓦斯超限的重要技术措施，但低位巷大流量混合抽采造成采空区漏风严重，增加遗煤自燃风险。上述学者针对瓦斯抽采对采空区遗煤自燃的影响进行了不同方面的研究，但对于低位巷布置与抽采流量协同影响采空区遗煤自燃方面的研究较少。本文基于山西吕梁离石贾家沟煤业有限公司（简称贾家沟煤矿）10106 工作面实际情况，建立瓦斯扩散−渗流模型、煤自燃流−固−热耦合模型，分析低位巷抽采对煤自燃致灾特性的影响，确立最佳低位巷位置及抽采流量，为防止煤自燃灾害提供指导。
贾家沟煤矿10106 工作面位于10 号煤层一采区东侧，工作面采用“一进一回”的U 型通风方式，采煤工作面走向长1 272 m，倾向长180 m，煤层厚5.79 m，倾角为3～8°。采用全部垮落法管理顶板。进回风巷净宽5.1 m，净高5 m。遗煤平均厚度为0.5 m，煤自燃倾向性等级为Ⅱ类，属于自燃煤层。10号煤层最大瓦斯含量为12.47 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为137.98 m3/min，相对瓦斯涌出量为42.04 m3/t，为高瓦斯矿井。工作面存在上隅角瓦斯超限问题，综合矿井生产实践及其他煤矿治理上隅角瓦斯技术措施，沿10 号煤层顶板（本煤层中）布置低位巷抽采现采空区瓦斯。工作面实际通风量约为1 500 m³/min。在进回风巷内沿巷道底板向采空区各埋设2 条单芯束管，单条束管长150 m，沿采煤工作面进回风巷向外隔30 m 设置1 号和2 号测点，待测点进入采空区后开始监测氧气浓度。
2.1 数学方程
采空区瓦斯扩散−渗流模型及煤自燃流−固−热模型各场之间存在复杂的耦合关系，如图1 所示。
图1 采空区瓦斯与煤自燃多场耦合关系Fig. 1 Multi fields coupling relationship between gas in goaf and coal spontaneous combustion
假设采空区内部为不可压缩的理想气体，且内部漏风渗流为层流流动，因此可以忽略惯性阻力。则有连续性方程：
动量守恒方程：
式中：ε为孔隙率；
ρg为空气密度，kg/m3；
U为渗流速度矢量；
t为时间，s；
p为流体微元上的压力，Pa；
τ为黏性阻力；
F为重力体积力；
µ为空气动力黏度，N·s/m2；
K为渗透率，m2。
采空区渗透率和孔隙率关系[7]：
式中d为采空区煤体粒径，d=5 mm。
根据地层沉降现场观测情况，大部分采空区裂隙符合O 型圈特征，采空区孔隙率可表示为[16]
式中k为垮落带胀碎系数。
式中：kp,min为压实后胀碎系数，kp,min=1.1；
kp,max为初始垮落带胀碎系数；
a1，a0分别为倾向和走向的胀碎系数衰减率，a1=0.036 8 m−1，a0=0.268 m−1；
d1，d0分别为采空区某点与工作面、煤壁的距离，m；
ξ1为模型调控因子，ξ1=0.233。
数学模型中的热质传输机制应同时考虑扩散效应和对流效应，流−固耦合热交换机制为非平衡传热模型，则有能量守恒方程：
式中：
ρg，ρc分别为空气、煤体密度，kg/m3；
Cpg，Cpc分别为空气、煤体的比热容，J/（kg·K）；
Tg，Tc分别为空气、煤体温度，K；
λg， λc分别为空气、煤体的导热系数，W/（m·K）；
qgc为流−固交换热，W/m3；
r0为煤体产热速率[17]，W/m3。
式中：hcg为孔隙对流换热系数，W/（m2·K），表示煤颗粒表面与孔隙内空气间的热量交换强度；
α为多孔介质内部的比表面积，即单位体积煤颗粒的暴露面积，m−1。
采空区遗煤产热速率与氧气消耗呈正相关[18]：
式中：H为低温氧化阶段单位摩尔体积氧气与煤体反应释放的热量，J/mol；
S0为煤体耗氧速率，mol/（m3·s）。
采空区组分守恒方程主要针对氧气和瓦斯2 种成分，即
式中：c0，cm分别为孔隙氧气和瓦斯浓度，mol/m3；
D0，Dm分别为氧气和瓦斯在空气中的扩散系数，m2/s；
S0，Sm分别为氧气和瓦斯源项，mol/（m3·s）。
氧气源项可表示为[19]
式中：w为工作面推进速度影响系数，正常推进时取1；
A为指前因子，mol/m3；
E为活化能，J/mol；
R为气体常数，8.314 J/（mol·K）。
2.2 三维模型
基于贾家沟煤矿10106 工作面实际情况，采用COMSOL 软件建立采空区三维模型，如图2 所示。进回风巷断面尺寸为5.1 m×5 m，长5 m。采煤工作面断面尺寸为5 m×4 m，长180 m。采空区模型走向长220 m，遗煤厚度为0.5 m。低位巷位于煤层顶板，设内错工作面回风巷道长度（内错距）为L，巷道断面尺寸为2 m×1.8 m。进风巷入口设置为速度入口（风速为1 m/s，温度为20 ℃，氧气体积分数为21%，瓦斯体积分数为0），回风巷设置为自由出口，低位巷出口设置为速度出口，其余界面设置为无滑移固定面（热通量为0）。全域初始条件：温度为20 ℃，风速为0，氧气体积分数为21%，瓦斯体积分数为0。
图2 10106 工作面采空区三维模型Fig. 2 3D model of goaf in 10106 working face
应用有限元法对多场偏微分方程组进行求解，采用全耦合、非稳态求解方法，在单次迭代中求解所有场的解，选择默认的迭代求解器，时间步长设置为2 h。对数值模型进行以下假设[20-21]：① 不考虑水分相变对煤体升温过程的影响。② 不考虑煤自燃过程体积及孔隙率变化。③ 煤体和空气的比热容、导热系数为恒定值。④ 各气体组分之间无化学反应，不存在热源。⑤ 工作面、进风巷和回风巷风流为紊流，且不考虑粉尘对风流的影响。⑥ 忽略采煤机、液压支架、工作面人员等引起的风阻。
3.1 无抽采自燃氧化带分布规律
无抽采条件下采空区内部渗流特性、自燃氧化带分布分别如图3、图4 所示。一部分新鲜空气经由靠近进风巷的工作面进入采空区，并在靠近上隅角位置流出采空区，模拟显示上隅角瓦斯体积分数为2.7%，需进行瓦斯抽采工作。随着采空区的深入，氧气浓度逐渐降低，且越靠近回风巷侧，下降强度越明显。氧气供给源为进风巷，漏风源和漏风汇均靠近工作面；
采空区内部煤体渗透率和孔隙率比靠近工作面和两侧煤柱区域的渗透率和孔隙率低，漏风渗流强度较弱；
靠近工作面区域的煤体发生氧化反应，释放热量的同时会消耗大量氧气。因此，很难有充足的氧气运移至采空区内部，造成该处氧气浓度较低。实测1 号和2 号测点氧气体积分数为18%的埋深分别为63，30 m，氧气体积分数为10%的埋深分别为122，69 m。与图4 比较可看出，实测值与模拟值吻合度较高。实测和模拟结果均显示回风侧采空区自燃氧化带宽度小于进风侧。模拟结果还表明，无抽采条件下自燃氧化带最大宽度为55.1 m，距离进风巷侧煤柱约7 m。
图3 未抽采条件下采空区渗流特性Fig. 3 Seepage flow characteristic in goaf without gas drainage
图4 未抽采条件下采空区自燃氧化带分布Fig. 4 Distribution of spontaneous combustion oxidation zone in goaf without gas drainage
3.2 低位巷抽采自燃氧化带分布规律
内错距L=15 m、抽采流量Q=45 m3/min 时，低位巷瓦斯抽采条件下采空区渗流特性如图5 所示。忽略采空区内部温度非均匀性引起的热风压影响，低位巷瓦斯抽采条件下的采空区漏风动力主要包括抽采负压和进回风巷的通风压差，采空区漏风呈现出典型的“一源两汇”特征：风流由进风巷侧工作面进入采空区，漏风流分别通过低位巷和回风侧工作面排出。对比图3 和图5 可知，低位巷抽采显著提升了采空区漏风风速，在采空区内部，低位巷靠近进风侧的风速大于回风侧风速，说明进入采空区内部的大部分漏风由低位巷排出。
图5 低位巷瓦斯抽采条件下采空区渗流特性Fig. 5 Seepage flow characteristic in goaf under gas drainage in low-level gateway
不同内错距条件下上隅角瓦斯浓度变化如图6所示。可看出瓦斯未抽采时，低位巷的存在对上隅角瓦斯体积分数几乎无影响，均为2.7%。随着抽采流量增加，不同内错距低位巷条件下的上隅角瓦斯浓度均出现下降现象。低位巷内错距越小，上隅角瓦斯浓度随抽采流量增加而下降的趋势越明显。L=5 m 时，上隅角瓦斯体积分数在Q=45 m3/min 时几乎为0，主要原因是抽采负压造成上隅角附近采空区风流流向低位巷，采空区瓦斯不易进入上隅角。当抽采压力或流量进一步增加时，会导致附近巷道空气“回流”至采空区，造成提升抽采耗能和增加采空区氧气供给的双重负面影响。低位巷内错距越大，上隅角无瓦斯现象所对应的最小抽采流量越大。由于内错距与渗流阻力呈正相关，当抽采流量一定时，内错距越大，上隅角瓦斯浓度越大。另外，当L=45 m，Q＜30 m3/min 时上隅角瓦斯浓度几乎不受瓦斯抽采作业的影响，Q＞30 m3/min 时上隅角瓦斯浓度与低位巷抽采流量呈线性减小关系。为保证上隅角瓦斯浓度不超限，不同位置的低位巷所对应的抽采流量应确保上隅角瓦斯体积分数低于1%。
图6 不同内错距条件下上隅角瓦斯浓度与抽采流量的关系Fig. 6 Relationship between gas concentration in upper corner and drainage amount under different dislocation distances
L=15 m，Q=15，45，60，90 m3/min 时采空区自燃氧化带分布如图7 所示。可看出瓦斯抽采显著增加了回风侧自燃氧化带宽度，造成回风侧自燃氧化带边界向采空区深部移动，且随着抽采流量的增加，该影响更加明显。这主要是由于抽采流量增加，低位巷负压增大，由巷道进入采空区的漏风量增加，造成回风侧散热带宽度显著增加，自燃氧化带位置远离工作面。抽采流量的增加对进风侧氧化带边界（高浓度氧气）几乎无影响，但会促进氧化带边界（低浓度氧气）向采空区内部移动，因此，采空区自燃氧化带最大宽度随抽采流量的增加而增大，Q= 0，15，45，60，90 m3/min 对应的自燃氧化带最大宽度分别为55.1，57.3，59.1，60.8，62.5 m。当抽采流量较大（Q≥60 m3/min）时，自燃氧化带最大宽度位于采空区中部（距进风巷侧煤柱约91 m）；
当抽采流量较小（Q≤45 m3/min）时，自燃氧化带最大宽度位置与未抽采条件下近似。另外，回风侧氧化带的宽度和位置更容易受到瓦斯抽采流量变化的影响。当Q=60 m3/min时，由于较强抽采负压的作用，上隅角附近空气流入采空区，低位巷回风侧自燃氧化带宽度明显减小，而低位巷进风侧自燃氧化带宽度增加。
图7 不同抽采流量条件下采空区自燃氧化带分布（L=15 m）Fig. 7 Distributions of spontaneous combustion oxidation zone in goaf at different drainage amounts（L=15 m）
Q=45 m3/min，L=5，15，35，45 m 时采空区自燃氧化带分布如图8 所示。可看出当L=5 m 时，抽采瓦斯作业增加了低位巷两侧自燃氧化带的宽度。此时，上隅角附近工作面一部分风流进入采空区，造成回风侧自燃氧化带埋深增加，靠近工作面及采空区中部的自燃氧化带宽度明显增加，自燃氧化带最大宽度相对于未抽采条件下增加了3 m。当L=15 m时，自燃氧化带在低位巷两侧会出现明显突变，进风侧自燃氧化带的宽度增加，且边界（低浓度氧气）向采空区内部扩展，回风侧自燃氧化带埋深增加。随着内错距的增加，自燃氧化带在低位巷处的突变现象逐渐减弱。当L=35 m 时，自燃氧化带的形状与未抽采条件下相似。当抽采流量为45 m3/min 时，内错距大小几乎不影响自燃氧化带最大宽度位置。此时自燃氧化带的最大宽度比未抽采时增加1.7 m。因此，低位巷内错距越小，回风侧自燃氧化带宽度越宽，自燃氧化带面积越大。
图8 不同内错距条件下采空区自燃氧化带分布（Q=45 m3/min）Fig. 8 Distributions of spontaneous combustion oxidation zone in goaf under different dislocation distances（Q=45 m3/min）
不同内错距条件下采空区自燃氧化带最大宽度和最高温度分别如图9、图10 所示。可看出未抽采条件下自燃氧化带最大宽度为55 m，采空区最高温度为32.1 °C。随着抽采流量增加，自燃氧化带最大宽度和最高温度均增加。这是由于低位巷负压抽采瓦斯导致工作面一部分新鲜空气进入采空区，丰富的氧气供给造成自燃氧化带宽度增加，遗煤与氧气反应加剧。当低位巷内错距为5 m 时，随着抽采流量增加，采空区自燃氧化带最大宽度呈现先快速增长、后缓慢增长的趋势，最终稳定在63 m 左右。其他内错距条件下采空区自燃氧化带最大宽度与抽采流量关系也呈现出类似趋势。另外，当抽采流量相同时，低位巷内错距越大，则自燃氧化带最大宽度越小，采空区最高温度越低。总体而言，自燃氧化带最大宽度与最高温度之间呈正相关。虽然较大的抽采流量和较小的内错距能够有效降低上隅角瓦斯浓度，但也会造成自燃氧化带增大，使煤氧反应加剧，采空区最高温度升高，增加遗煤自燃风险。
图9 不同内错距条件下自燃氧化带最大宽度与抽采流量的关系Fig. 9 Relationship between the maximum width of spontaneous combustion oxidation zone and drainage amount under different dislocation distances
图10 不同内错距条件下采空区最高温度与抽采流量的关系Fig. 10 Relationship between the maximum temperature and drainage amount under different dislocation distances
1） 基于贾家沟煤矿10106 工作面实际建立了采空区三维流−固−热多场耦合数值模型，分析了低位巷抽采瓦斯诱导采空区遗煤自燃规律。低位巷瓦斯抽采会使采空区漏风量增大，煤自燃危险性增加。
2） 低位巷瓦斯抽采流量增加可有效降低上隅角瓦斯浓度，但自燃氧化带最大宽度和采空区最高温度增加，过高的抽采压力还会导致上隅角附近空气“回流”至采空区，增加采空区遗煤自燃风险。
3） 当低位巷瓦斯抽采流量一定时，内错距越小，则采空区自燃氧化带最大宽度和最高温度越大。结合数值模拟结果与其他工程实践，贾家沟煤矿低位巷内错距选择15 m，瓦斯抽采流量为45 m3/min，此时上隅角瓦斯体积分数为0.875%，采空区自燃氧化带最大宽度为59.14 m。
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