東龐礦21219工作面瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害及其防治技術(shù)研究

緒論1Introduction1.1研究背景及意義（ResearchBackgroundandSignificance）1.1.1研究背景煤炭是我國的主體能源。2016年12月國家發(fā)展改革委員會和國家能源局印發(fā)的《煤炭工業(yè)發(fā)展“十三五”規(guī)劃》指出，煤炭占我國化石能源資源的90%以上，是穩(wěn)定、經(jīng)濟(jì)、自主保障程度最高的能源，煤炭在一次能源消費中的比重雖將逐步降低，但在相當(dāng)長時期內(nèi)，其主體能源地位不會變化[1]。我國能源的供給主要靠國內(nèi)渠道，因此為了保障國家能源安全，必須保證國內(nèi)能源供應(yīng)渠道的安全暢通高效，這樣才能牢牢掌握能源安全主動權(quán)。因此，提升我國煤炭資源的安全綠色開發(fā)和清潔高效利用水平，努力建設(shè)集約、安全、高效、綠色的現(xiàn)代煤炭工業(yè)體系，就顯得尤為重要。近些年來隨著煤礦開采深度增加，建井時間較早的許多礦井開采深度已經(jīng)達(dá)到了一千米以下，煤層瓦斯涌出量毋庸置疑會逐漸變大，而且開采深度的增加會使得地應(yīng)力變大從而導(dǎo)致頂?shù)装濉⒉煽諈^(qū)遺煤、煤柱的破碎程度增加，發(fā)生煤自燃的可能性隨之變大，因此，會有越來越多的礦井會面臨著瓦斯、煤自燃雙重災(zāi)害的威脅。據(jù)不完全統(tǒng)計，全國229座大型礦井中有72.1%的礦井存在煤層自燃災(zāi)害，48.0%以上的礦井屬于高瓦斯礦井，而具有煤自然發(fā)火危險的高瓦斯礦井占32.3%，意味著我國有相當(dāng)多且隨著采深的增加會越來越多的礦井面臨瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害的威脅[2]。如果忽視對瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害的防治，很可能會發(fā)生由煤自燃點燃瓦斯爆炸的事故，造成非常巨大的人員傷亡和經(jīng)濟(jì)損失。比如，2019年9月28日，徐礦集團(tuán)新疆賽爾能源三礦發(fā)生瓦斯爆炸事故，造成4人死亡、1人受傷[3]。2015年江西省上饒市上饒縣永吉煤礦“10·9”重大瓦斯爆炸事故，造成10人死亡[4]。2013年吉林省通化礦業(yè)集團(tuán)公司八寶煤礦“3.29”特別重大和“4.1”重大瓦斯爆炸事故，共造成53人死亡20人受傷[5]。事故的教訓(xùn)是慘痛的，這都無不在預(yù)示著瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害已經(jīng)成為礦井重特大事故發(fā)生的根源，是保障煤礦安全生產(chǎn)的新挑戰(zhàn)。1.1.2研究意義采空區(qū)內(nèi)遺煤、煤壁和頂?shù)装鍟馕龃罅康男秹和咚?，倘若不能采取有效的治理辦法，采空區(qū)內(nèi)高濃度瓦斯會隨著風(fēng)流涌入工作面，容易使得工作面瓦斯超限，從而引發(fā)瓦斯燃燒或爆炸，而瓦斯抽采和風(fēng)排瓦斯都會使得采空區(qū)漏風(fēng)量增加，勢必會增加采空區(qū)遺煤自燃的可能性，從而成為礦井安全生產(chǎn)的重大危險源。同時，因工作面漏風(fēng)和瓦斯抽采采空區(qū)遺煤會持續(xù)暴露在較高的氧濃度之中，從而發(fā)生自燃氧化放熱，當(dāng)采空區(qū)某一區(qū)域存在蓄熱環(huán)境時，遺煤溫度會不斷上升，溫度升高又促進(jìn)了遺煤的自燃氧化進(jìn)程，當(dāng)溫度上升至著火點后就會發(fā)生自燃，成為點燃瓦斯爆炸的點火源，可能造成更為重大的事故發(fā)生，而目前我國煤礦應(yīng)對煤自燃常用的防滅火措施，包括加快工作面推進(jìn)速度、堵漏風(fēng)、注惰性氣體等，均不利于采空區(qū)瓦斯的抽采和排放，因此，采空區(qū)自燃防治和瓦斯治理之間存在相互影響、相互制約的特性，容易出現(xiàn)顧此失彼的現(xiàn)象，因此，研究各種瓦斯治理和防滅火措施對瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害的影響規(guī)律，為科學(xué)高效的防治瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害的發(fā)生提供理論依據(jù)[6,7]。東龐礦21219工作面采取順層鉆孔預(yù)抽煤體瓦斯，以消除工作面煤與瓦斯突出危險性，回采期間，施工高位鉆孔抽采采空區(qū)瓦斯，通風(fēng)系統(tǒng)配合上隅角埋管抽采治理上隅角瓦斯；在防滅火方面主要采取預(yù)測預(yù)報系統(tǒng)、堵漏風(fēng)技術(shù)、注氮惰化系統(tǒng)以及灌漿滅火系統(tǒng)。分析防滅火技術(shù)措施和瓦斯抽采技術(shù)措施的相互關(guān)系發(fā)現(xiàn)：采空區(qū)的堵漏風(fēng)、灌注粉煤灰和采空區(qū)注氮，完全改變了采空區(qū)的流場、瓦斯?jié)舛葓龊脱鯕鉂舛葓龅姆植家?guī)律，影響到高位鉆孔及上隅角埋管抽采的瓦斯抽采效果。如果采空區(qū)封堵效果不好、注氮口的設(shè)計位置及注氮壓力和注氮流量等參數(shù)不合適，不能與瓦斯抽采參數(shù)有效配合，則易于導(dǎo)致工作面部分區(qū)域瓦斯?jié)舛瘸藁虻獨鉂舛瘸?；反過來，高位鉆孔及上隅角埋管抽采在實施過程中顯然會增加采空區(qū)的漏風(fēng)供氧，增大采空區(qū)的自燃發(fā)火危險性，且鉆孔布置參數(shù)、抽采壓力及流量參數(shù)與采空區(qū)封堵措施和采空區(qū)注氮參數(shù)如果不能有效配合，不僅會大大消弱采空區(qū)注氮防滅火的效果，也會影響整個工作面的瓦斯抽采效果。因此，針對集中能源股份有限公司東龐礦21219工作面，基于瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害的致災(zāi)機(jī)理，以2#煤的自燃氧化特性研究為切入點，重點對不同風(fēng)量、瓦斯抽采、注氮技術(shù)條件下的采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害問題展開研究，包括瓦斯抽采技術(shù)體系與防滅火技術(shù)體系的相互關(guān)系，以及瓦斯抽采與防滅火技術(shù)之間最優(yōu)參數(shù)確定的實驗研究和現(xiàn)場考察，構(gòu)建21219工作面瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害綜合防治技術(shù)體系，保障工作面生產(chǎn)過程中的高效安全開采。1.2國內(nèi)外研究現(xiàn)狀（ResearchStatusatHomeandAbroad）1.2.1采空區(qū)瓦斯運移規(guī)律研究現(xiàn)狀采空區(qū)瓦斯運移規(guī)律對于采空區(qū)瓦斯抽采、防治采空區(qū)瓦斯涌出和上隅角瓦斯治理等有著非常重要的作用，而由于采空區(qū)內(nèi)全部由破碎的煤巖體構(gòu)成，人員無法進(jìn)入，想通過傳統(tǒng)監(jiān)測手段很難全面準(zhǔn)確的掌握采空區(qū)瓦斯運移規(guī)律。隨著CFD技術(shù)的發(fā)展與應(yīng)用，越來越多的學(xué)者基于采空區(qū)瓦斯運移理論通過編程或使用現(xiàn)有仿真軟件來模擬研究采空區(qū)瓦斯運移規(guī)律并驗證了其可靠性，并據(jù)此研究各種回采參數(shù)、通風(fēng)方式、瓦斯治理措施、防滅火措施等因素對采空區(qū)瓦斯分布的影響規(guī)律，國內(nèi)外專家學(xué)者對此做了大量深入研究，并取得了卓越成果。在國外，許多專家學(xué)者對采空區(qū)的瓦斯運移理論有著深入的研究，Bachmat教授在多孔介質(zhì)理論的研究基礎(chǔ)上，通過實驗推導(dǎo)建立了瓦斯三維滲流的運動方程[8]；J.Pawinski構(gòu)建了計算瓦斯流動的數(shù)學(xué)模型[9]；英國Nottingham大學(xué)學(xué)者在基于理論研究的基礎(chǔ)上通過實驗研究構(gòu)建了一種新的瓦斯流動模型，該模型主要適用于長壁工作面的瓦斯流動[10-13]；波蘭學(xué)者J.Roszkowski、W.Dziurzyski等人在實驗總結(jié)采空區(qū)瓦斯?jié)舛确植家?guī)律的同時開始利用計算機(jī)編寫程序來模擬瓦斯?jié)舛确植糩14,15]。國內(nèi)學(xué)者對采空區(qū)的瓦斯運移規(guī)律同樣進(jìn)行了大量的研究。丁廣驤所著的《礦井大氣與瓦斯三維流動》以理論流體力學(xué)、傳質(zhì)學(xué)、多孔介質(zhì)流體動力學(xué)等基本理論，結(jié)合礦井大氣、瓦斯流動的特殊性，詳細(xì)地介紹了礦井大氣以及采空區(qū)瓦斯運移理論[16]。李樹剛等[17]在采空區(qū)瓦斯?jié)B流規(guī)律的研究基礎(chǔ)上，考慮支撐壓力對采場卸壓瓦斯運移規(guī)律的影響，通過分析采動影響下煤巖體卸壓瓦斯的流動特性，推導(dǎo)出卸壓瓦斯與綜放面支撐壓力之間的關(guān)系，為煤與瓦斯共采提供理論指導(dǎo)。蔣曙光等[18]利用瓦斯?jié)B流理論建立采場瓦斯分布的3D滲流場的數(shù)學(xué)方程，模擬比較了采空區(qū)與綜放面瓦斯運移的分布特征。胡千庭等[19]利用軟件模擬了瓦斯在采空區(qū)的運移特性，通過參數(shù)修正進(jìn)行數(shù)值解算與實測比較，得出了其模擬結(jié)果具有廣泛的適用性。李宗翔[20]通過建立瓦斯在非均質(zhì)條件下滲流擴(kuò)散的數(shù)學(xué)模型，數(shù)值模擬分析了瓦斯在采空區(qū)中的運移特點。車強(qiáng)[21]通過實驗和理論分析建立了采空區(qū)孔隙率的空間分布擬合函數(shù)，并模擬了在多場耦合條件下采空區(qū)瓦斯的變化規(guī)律，比較分析了在溫度場、濃度場及三維滲流場條件下瓦斯的積聚運移特性。林海飛[22]在研究綜放開采覆巖裂隙演化規(guī)律及特征的基礎(chǔ)上，模擬研究了不同通風(fēng)抽采方式條件下的采空區(qū)瓦斯運移規(guī)律，得到了瓦斯排放效果最好的尾巷聯(lián)絡(luò)巷和高抽巷布置參數(shù)。1.2.2采空區(qū)遺煤自燃災(zāi)害研究現(xiàn)狀采空區(qū)遺煤自燃簡單來說是一個煤氧化放熱的過程，而這個過程受制于回采工作面諸多因素，因此隨著工作面推進(jìn)，遺煤自燃又是一個復(fù)雜的動態(tài)發(fā)展過程，就目前已發(fā)生的大量采空區(qū)自燃事故來說，每次事故既有共通之處又有其特殊性，這也就為采空區(qū)遺煤自燃防治帶來了挑戰(zhàn)，對此，國內(nèi)外專家學(xué)者開展了大量深入研究。BanerjeeS.C.經(jīng)過調(diào)查發(fā)現(xiàn)空氣濕度越高會對煤炭自熱過程起促進(jìn)作用[23]。HiroshiMiyakoshi等運用活化能理論對煤的自燃氧化過程展開研究，發(fā)現(xiàn)煤在自燃氧化過程中的產(chǎn)熱速率與氧化溫度之間滿足Arrhenius方程[24,25]。LimingYuan等利用數(shù)值模擬找出了發(fā)生遺煤自燃可能性最大的區(qū)域[26]。TarabaB等研究指出工作面推進(jìn)速度越慢采空區(qū)遺煤自燃越嚴(yán)重[27]。我國學(xué)者劉劍等[28]對煤的活化能理論給予了詳細(xì)研究，提出利用活化能理論研究煤自燃傾向性和自燃發(fā)火期的新方法。徐精彩等[29]通過測定煤體氧化過程中的耗氧率、CO和CO2產(chǎn)生速率，根據(jù)煤氧復(fù)合反應(yīng)中化學(xué)鍵能的變化計算出煤氧復(fù)合放熱強(qiáng)度。楊勝強(qiáng)等[30,31]提出采空區(qū)遺煤自燃過程實際是一個氧熱微循環(huán)的平衡過程，并通過數(shù)值模擬研究了工作面風(fēng)量與采空區(qū)自燃“三帶”的關(guān)系，指出隨工作面風(fēng)量增加氧化自燃帶會遠(yuǎn)離工作面且范圍變寬。秦躍平[32]通過實驗驗證采空區(qū)風(fēng)流流動更符合非達(dá)西滲流，建立移動坐標(biāo)系下的采空區(qū)自然發(fā)火數(shù)學(xué)模型，實現(xiàn)了對工作面推進(jìn)速度的動態(tài)模擬，驗證了通過加快推進(jìn)速度來降低采空區(qū)自然發(fā)火危險是可行的。李宗翔等[33]研究了工作面風(fēng)量與自燃帶的關(guān)系，認(rèn)為自燃氧化帶寬度與工作面風(fēng)量近似呈負(fù)指數(shù)關(guān)系。褚廷湘[34-36]建立了頂板巷瓦斯抽采誘導(dǎo)遺煤自燃的致災(zāi)機(jī)制，全面系統(tǒng)的分析了頂板巷抽采位置和抽采量對采空區(qū)煤自燃區(qū)域等的影響特征。1.2.3瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害研究現(xiàn)狀近些年采空區(qū)遺煤自燃引爆瓦斯事故頻頻發(fā)生，引起了許多專家學(xué)者的重視，發(fā)現(xiàn)采空區(qū)煤自燃災(zāi)害與瓦斯災(zāi)害存在著某種關(guān)聯(lián)，對此國內(nèi)專家學(xué)者做了大量深入研究，并取得了卓越成果。周福寶等大量調(diào)研國內(nèi)礦井的瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害現(xiàn)狀，提出了復(fù)合災(zāi)害的內(nèi)在聯(lián)系和致災(zāi)機(jī)理，認(rèn)為采空區(qū)裂隙場、瓦斯?jié)舛葓觥⒀鯕鉂舛葓龊蜏囟葓?場交匯是致災(zāi)充要條件，并指出了復(fù)合災(zāi)害防控機(jī)理和技術(shù)方法的新思路，即通過固相顆粒輸運改變裂隙場和低溫液氮惰氣改變氣體濃度場與溫度場，經(jīng)現(xiàn)場實踐驗證了防治技術(shù)的先進(jìn)性[2,37]。宋萬新等[38-40]認(rèn)為采空區(qū)漏風(fēng)流實際上是含瓦斯風(fēng)流，用空氣來預(yù)測高瓦斯采空區(qū)的煤自燃狀態(tài)時容易造成錯判誤判，因此開展了含瓦斯風(fēng)流對煤自燃氧化特性影響的研究，結(jié)果表明，瓦斯可以在一定程度上延緩煤自燃氧化進(jìn)程，并根據(jù)實驗結(jié)果確定了采空區(qū)自然發(fā)火不同階段所對應(yīng)的CO體積分?jǐn)?shù)和CO指數(shù)，提出了基于氧氣體積分?jǐn)?shù)的高瓦斯采空區(qū)自燃“三帶”的劃分標(biāo)準(zhǔn)。李宗翔等[41]建立了采空區(qū)瓦斯和自燃耦合數(shù)學(xué)模型，模擬研究考慮瓦斯涌出和遺煤耗氧條件下的采空區(qū)瓦斯、氧氣及溫度的分布規(guī)律，認(rèn)為采空區(qū)內(nèi)高強(qiáng)度的瓦斯涌出能夠通過稀釋氧氣來削弱了煤的自燃氧化進(jìn)程。鄧軍等[42,43]通過現(xiàn)場實測和理論推導(dǎo)，根據(jù)采空區(qū)浮煤厚度、漏風(fēng)強(qiáng)度和氧濃度三個指標(biāo)，對潘一礦2322（3）綜放采空區(qū)進(jìn)行自燃危險區(qū)域劃分，發(fā)現(xiàn)隨抽放管道進(jìn)入采空區(qū)深部，采空區(qū)中部自燃帶有向回風(fēng)側(cè)增大的趨勢，回風(fēng)側(cè)采空區(qū)自燃帶范圍變寬向采空區(qū)深部移動。秦波濤等[44,45]分析了煤自燃引爆瓦斯的作用機(jī)理，指出煤自燃主要氣體產(chǎn)物CO會大大增加瓦斯的爆炸極限范圍，對此在付村礦“W”型通風(fēng)方式工作面建立了立體瓦斯抽放體系，提出注堵結(jié)合的防滅火關(guān)鍵技術(shù)，應(yīng)用效果顯著。1.3主要研究內(nèi)容（MainResearchContents）針對東龐礦21219工作面開采煤層2#煤高瓦斯且自燃的特性，基于瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害的致災(zāi)機(jī)理，以2#煤的自燃氧化特性研究為切入點，重點對不同風(fēng)量、瓦斯抽采、注氮技術(shù)條件下的采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害問題展開研究，包括瓦斯抽采技術(shù)體系與防滅火技術(shù)體系的相互關(guān)系，以及瓦斯抽采與防滅火技術(shù)之間最優(yōu)參數(shù)確定的實驗研究和現(xiàn)場考察，構(gòu)建21219工作面瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害綜合防治技術(shù)體系，保障工作面生產(chǎn)過程中的高效安全開采。本文的研究內(nèi)容包括：（1）開展2#煤的自燃氧化特性實驗，確定21219工作面自然發(fā)火預(yù)測預(yù)報體系的指標(biāo)氣體，從微觀層面探究21219工作面采空區(qū)遺煤自燃的過程和特點，為工作面自燃防治提供理論依據(jù)。（2）建立東龐礦21219工作面采空區(qū)氣體的取樣系統(tǒng)，觀測分析采空區(qū)瓦斯、氧氣和一氧化碳隨工作面推進(jìn)的變化規(guī)律，確定采空區(qū)氧化帶范圍，并為數(shù)值模擬提供參考依據(jù)。（3）建立采空區(qū)氣體運移理論模型，包括采空區(qū)碎脹系數(shù)空間分布規(guī)律、采空區(qū)漏風(fēng)阻力模型和采空區(qū)風(fēng)流流動模型，并以東龐礦21219工作面為研究對象，根據(jù)現(xiàn)場實際布置條件，確定模擬參數(shù)及模擬方案。（4）通過數(shù)值模擬分別研究了工作面風(fēng)量、抽采參數(shù)、注氮參數(shù)對采空區(qū)瓦斯、氧氣、復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域分布的影響規(guī)律，并基于瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害綜合防治角度確定最優(yōu)的工作面通風(fēng)回采、抽采注氮參數(shù)。（5）構(gòu)建21219工作面采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害綜合防治技術(shù)體系，包括遺煤自然防治體系和瓦斯治理措施，并在應(yīng)用后對工作面高位鉆孔抽采管路、上隅角瓦斯?jié)舛?、支架后部及回風(fēng)流一氧化碳濃度進(jìn)行為期1個月的監(jiān)測，考察分析該體系的應(yīng)用效果。1.4本文技術(shù)路線（TheTechnologyRoadmap）本文通過理論分析、實驗研究、現(xiàn)場觀測、數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，對東龐礦21219工作面瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害進(jìn)行研究，技術(shù)路線如圖1-1所示。圖1-1技術(shù)路線圖Figure1-1Technologyroadmap2工作面概況及煤層自燃氧化特性研究2東龐礦2#煤層自燃氧化特性研究2StudyonSpontaneousCombustionandOxidationCharacteristicsof2#CoalSeaminDongpangMine2.1工作面概況（GeneralSituationofWorkingFace）21219工作面采用走向長壁一次采全高采煤方法，自然垮落法管理頂板，采用U型通風(fēng)方式，設(shè)計配風(fēng)量1200m3/min左右，預(yù)計21219工作面回采期間的最大瓦斯絕對涌出量為14m3/min，通過單元法測定工作面絕對瓦斯涌出量[46]為6.152m3/min，則可以確定遺煤瓦斯涌出量為7.848m3/min。2.1.1工作面位置及井上下關(guān)系21219工作面位置及井上下關(guān)系如表2-1所示。表2-1工作面位置及井上下關(guān)系Table2-1Workingfacepositionandrelationshipofmineupanddown2.1.2巷道布置（1）采區(qū)巷道布置：21219工作面位于-480水平深部十二采區(qū)左翼，東北到12采區(qū)軌道巷，西南到2600輔助皮帶巷，東南到-480北翼通風(fēng)巷，兩巷采用平行布置。（2）工作面皮帶巷：21219工作面利用已施工完成的輔助通風(fēng)巷作為皮帶巷，巷道斷面寬5.5m，高4m，主要用于回風(fēng)、運煤、行人。（3）工作面軌道巷：軌道巷作為工作面運架通道，以21217工作面軌道巷為基準(zhǔn)，預(yù)留6m煤柱。軌道巷巷道斷面寬4.5m，高4m，主要用于進(jìn)風(fēng)、材料運送及行人。如圖2-1所示。圖2-1東龐礦21219工作面巷道布置圖Figure2-1Roadwaylayoutofworkingface21219inDongpangmine2.1.3煤層及頂?shù)装?1219工作面開采煤層為2#煤，煤層及頂?shù)装寰唧w情況見表2-2、表2-3。表2-2煤層情況表Table2-4Tableofcoalseamsituation表2-3煤層頂?shù)装迩闆r表Table2-3Tableofcoalseamroofandfloor頂?shù)匕逡约?xì)砂巖、粉砂巖、炭質(zhì)泥巖為主，屬中硬類型，煤層厚度平均4.9m，依據(jù)《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采規(guī)程》中的統(tǒng)計公式來確定采空區(qū)冒落帶及導(dǎo)氣帶的最大高度[47]。（2-1）（2-2）式中，Hc為冒落帶高度，m；m為煤層厚度，m；Hf為導(dǎo)氣帶高度，m。2.2自燃傾向性鑒定（IdentificationofSpontaneousCombustionTendency）2.2.1自燃傾向性分類根據(jù)煤自燃傾向性色譜吸氧鑒定法[48]，測定煤在一定條件下吸附流態(tài)氧的量值，配以工業(yè)性分析等參數(shù)，將煤的吸氧量值與工業(yè)分析結(jié)果綜合評判，評判標(biāo)準(zhǔn)見表2-4，確定東龐礦2#煤自燃傾向性等級。表2-4自燃傾向性分類Table2-4Classificationofthetendencyofspontaneouscombustion2.2.2實驗結(jié)果實驗煤樣工業(yè)分析及自燃傾向鑒定結(jié)果見表2-5。表2-5自燃傾向性實驗結(jié)果Table2-5Experimentalresultsofthetendencyofspontaneouscombustion結(jié)合《東龐礦生產(chǎn)地質(zhì)報告》和《東龐礦2#煤層煤自燃傾向性鑒定報告》可得知，東龐礦21219工作面開采煤層屬于Ⅱ類自燃煤層。2.3自然發(fā)火指標(biāo)氣體測定（DeterminationofIndexGasofSpontaneousCombustion）2.3.1實驗系統(tǒng)利用自主搭建的低溫氧化模擬實驗系統(tǒng)測定東龐礦21219工作面煤樣的自然發(fā)火指標(biāo)氣體，該系統(tǒng)主要由程序升溫系統(tǒng)、供氣系統(tǒng)、氣體分析系統(tǒng)組成，如圖2-2所示。圖2-2低溫氧化模擬實驗系統(tǒng)示Figure2-2Sketchmapoflowtemperatureoxidationsimulationexperimentsystem程序升溫系統(tǒng)包括煤樣罐、加熱模塊、控制模塊、氣體管路、保溫層等，升溫區(qū)間為20~500℃，升溫速率最小分度值為0.1℃/min，具備液晶數(shù)顯功能，可實時顯示煤樣溫度、升溫時間、升溫速率等，支持長時間穩(wěn)定工作。供氣系統(tǒng)使用氣泵對穩(wěn)壓罐進(jìn)行加壓，穩(wěn)壓罐內(nèi)置氣囊（充當(dāng)供氣氣源，可充入不同氣體），通過調(diào)節(jié)穩(wěn)壓罐內(nèi)壓力來控制供氣流量，保證氣體以所需要的流量穩(wěn)定通過流量閥、流量計進(jìn)入升溫系統(tǒng)中的煤樣罐中。氣體分析系統(tǒng)主要使用GC-4100型氣相色譜儀，通過管路連接煤樣罐出氣口，可將煤體低溫氧化氣體產(chǎn)物直接輸送至氣相色譜儀進(jìn)行氣體組分分析。2.3.2實驗過程實驗煤樣取自21219工作面煤壁，密封包裝后送至實驗室。將原始煤樣剝?nèi)ケ砻嫜趸瘜雍?，破碎并篩分出粒徑為40~80目的顆粒，置于干燥箱中在氮氣保護(hù)下于70℃干燥1小時，然后將處理后的煤樣置于樣品瓶中用石蠟密封待測。將50g待測煤樣放入銅質(zhì)煤樣罐內(nèi)，將煤樣罐置于程序升溫箱內(nèi)，同時連接好各進(jìn)氣口、出氣口及溫度傳感器（包括箱體溫度和煤體溫度）；打開氣泵，帶待穩(wěn)壓罐內(nèi)壓力穩(wěn)定后調(diào)節(jié)流量閥，使得氣體流量為50ml/min；設(shè)置程序升溫速率為1℃/min，溫度范圍從室溫至330℃，當(dāng)溫度達(dá)到330℃時停止實驗；煤體溫度每升高10℃，使用氣相色譜儀分析一次煤體氧化氣體產(chǎn)物的組分。2.3.3實驗結(jié)果經(jīng)實驗測得21219工作面煤樣氧化產(chǎn)物的組分及濃度如表2-6所示，可以發(fā)現(xiàn)，在測試溫度范圍內(nèi)經(jīng)過氧化升溫后的氣體產(chǎn)物有一氧化碳（CO）、二氧化碳（CO2）、甲烷（CH4）、乙烷（C2H6）、丙烷（C3H8）、乙烯（C2H4）。根據(jù)下表可以得到2#煤低溫氧化氣體產(chǎn)物濃度變化趨勢，如圖2-3所示，可以看出，在實驗之初就開始出現(xiàn)CO，從130℃起CO濃度快速增加，整體上隨氧化溫度上升呈現(xiàn)單一指數(shù)遞增的趨勢，因此，CO可以作為預(yù)測預(yù)報煤自然發(fā)火的指標(biāo)氣體之一。當(dāng)采空區(qū)出現(xiàn)CO則表明遺煤已經(jīng)開始被氧化，當(dāng)CO濃度快速上升時說明采空區(qū)遺煤溫度達(dá)到130℃以上已進(jìn)入深度氧化階段，但是由于CO在整個升溫過程中都存在，為準(zhǔn)確判斷采空區(qū)遺煤所處的氧化階段，還需要配合其他指標(biāo)氣體進(jìn)行綜合分析。由圖2-3可以知道，在煤樣氧化升溫過程中，乙烯在130℃左右開始出現(xiàn)，乙烯相比于CO有更精確的時間和溫度特征。當(dāng)采空區(qū)出現(xiàn)了乙烯氣體就說明采空區(qū)遺煤已經(jīng)進(jìn)入了深度氧化階段，使用乙烯配合CO作為指標(biāo)氣體預(yù)測預(yù)報采空區(qū)自然發(fā)火狀態(tài)的時效性和精確程度都有所提升。乙烷氣體從30℃就開始出現(xiàn)，80℃左右開始快速上升，但是由于乙烷屬于吸附氣體，在實際產(chǎn)生中無法判斷所檢測出的乙烷氣體是因為煤體解吸產(chǎn)生還是因為煤體自燃氧化產(chǎn)生，因此，乙烷不適合作為煤自然發(fā)火預(yù)測預(yù)報的指標(biāo)氣體。丙烷氣體比乙烯氣體出現(xiàn)時間稍晚，在150℃左右出現(xiàn)，因此，如果在井下采空區(qū)檢測到了丙烷氣體，則表明采空區(qū)遺煤溫度至少已經(jīng)達(dá)到150℃。在整個實驗過程中，都沒有檢測到乙炔氣體出現(xiàn)，而目前乙炔又普遍被認(rèn)為是煤進(jìn)入激烈氧化階段的重要指標(biāo)氣體，一旦采空區(qū)出現(xiàn)乙炔氣體則說明采空區(qū)遺煤溫度已經(jīng)超過330℃，因此，在21219工作面煤自然發(fā)火預(yù)測預(yù)報過程中，應(yīng)當(dāng)重點關(guān)注乙炔氣體，一旦發(fā)現(xiàn)必須快速采取有效的滅火手段，以免造成更大的災(zāi)害。表2-6自然發(fā)火指標(biāo)氣體實驗數(shù)據(jù)Table2-6Experimentaldataofindexgasofspontaneouscombustion圖2-32#煤低溫氧化氣體產(chǎn)物濃度變化曲線Figure2-3Curveofgasproductofoxidationinlowtemperatureof2#coal2.4低溫氧化過程中自由基變化研究（StudyontheChangeofFreeRadicalsintheProcessofLowTemperatureOxidation）煤分子結(jié)構(gòu)的共價鍵斷裂存在孤電子形成自由基，煤在成煤和開采過程中形成了大量的自由基，這些自由基反應(yīng)活性很大，極易與空氣中的氧氣反應(yīng)放熱，在良好的蓄熱環(huán)境下熱量積聚最終引發(fā)煤自燃。電子自旋共振波譜儀可直接測定煤的ESR波譜，證實煤中存在大量的自由基[49-51]。為了從微觀層面研究東龐礦2#煤的自燃氧化特性，開展了低溫氧化過程中煤體氧化活性變化研究，主要通過測定煤體在低溫氧化至不同溫度時的自由基含量和種類的變化趨勢，從而揭示在自然發(fā)火過程中煤體氧化活性的變化規(guī)律，進(jìn)而探尋了溫度在煤自燃過程中的作用機(jī)理，為防治瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害的發(fā)生提供理論基礎(chǔ)。2.4.1實驗儀器使用德國Magnettech公司生產(chǎn)的MS-5000型電子自旋共振波譜儀測定煤樣的自由基含量，該儀器經(jīng)廠家改造增加升溫模塊，具備即時升溫即時測量的功能，如圖2-4所示，工作頻率：X-band，靈敏度：8x109spins/0.1mT，信噪比：600:1，微波頻率：9.2－9.6GHz，微波功率：1μW-100mW，濃度靈敏度：10nM，最大磁場強(qiáng)度：625mT(7000G)，磁場均勻性：±5μT覆蓋樣品區(qū)域，磁場穩(wěn)定性：1.0μT/h，掃場分辨率≥250000個點，磁場范圍：25-650mT。該儀器具備緊湊的尺寸，應(yīng)用領(lǐng)域靈活，具有高場穩(wěn)定性和優(yōu)異的靈敏度，可滿足科學(xué)研究需求。圖2-4電子自旋共振波譜儀Figure2-4ESRspectrometer2.4.2實驗過程（1）煤樣制備實驗煤樣取自21219工作面煤壁，密封包裝后送至實驗室。將原始煤樣剝?nèi)ケ砻嫜趸瘜雍?，破碎并篩分出粒徑為<200目的顆粒，置于干燥箱中在氮氣保護(hù)下于70℃干燥1小時，然后將處理后的煤樣置于樣品瓶中用石蠟密封待測。（2）測定過程ESR測定參數(shù)按表2-7進(jìn)行設(shè)置，用天平（精度十萬分之一）稱取5mg煤樣立即放入樣品管中，設(shè)置升溫區(qū)間為30~230℃，升溫速率為1℃/min，使用電子流量計控制干空氣流量為5ml/min，在溫度分別為30℃、80℃、130℃、180℃、230℃時啟動自由基測定程序，得到ESR波譜。表2-7ESR實驗參數(shù)Table2-7ESRexperimentalparameters（3）數(shù)據(jù)處理ESR波譜中朗德因子g是表征樣品分子內(nèi)部結(jié)構(gòu)特征的量，可以通過儀器配套軟件可以直接計算出g因子的值。樣品自由基濃度無法由ESR譜圖直接讀出，需在相同的實驗參數(shù)下測定已知自由基濃度的標(biāo)準(zhǔn)樣品Tempol的ESR波譜，來標(biāo)定煤樣中的自由基濃度。ESR譜圖呈現(xiàn)對稱性，波峰面積與波谷面積之和即為譜圖面積，待測煤樣與標(biāo)準(zhǔn)樣品的自旋數(shù)之比等于譜圖面積之比，即Nx/Ns=Ax/As（s代表標(biāo)準(zhǔn)樣品，x代表待測煤樣），由ESR譜圖面積即可得出煤樣的自旋數(shù)，再根據(jù)煤樣的用量可得到自由基濃度Ng。2.4.3實驗結(jié)果根據(jù)低溫氧化至不同溫度時煤樣的ESR實驗結(jié)果，可以得到東龐礦2#煤分別氧化至30℃（原始煤樣）、80℃、130℃、180℃、230℃時的ESR譜圖，如圖2-5所示，據(jù)此可以分析其自由基濃度的變化規(guī)律。樣品的自由基濃度是根據(jù)其ESR譜圖的面積確定的，而線高和線寬是決定譜圖面積的2個參數(shù)，使用Origin軟件可以計算ESR譜圖的面積（Area）、線高（Lineheight）、線寬（Linewidth）。圖2-5低溫氧化過程中2#煤ESR譜圖Figure2-5ESRspectrumof2#coalduringlowtemperatureoxidation圖2-6自由基濃度和g因子變化曲線Figure2-6Changecurvesoffreeradicalconcentrationsandg-values將煤樣低溫氧化至不同溫度時所測得的ESR譜圖進(jìn)行對比，可以清楚的發(fā)現(xiàn)，隨著氧化溫度的升高，煤樣ESR譜圖的面積和線高變化規(guī)律基本一致，都呈現(xiàn)出隨溫度升高逐漸增大且增速有慢-快-慢的規(guī)律，在氧化溫度約100℃時增加速度最大；而線寬主要反映樣品分子結(jié)構(gòu)中電子分布由不平衡狀態(tài)恢復(fù)到平衡狀態(tài)（弛豫過程）的快慢[52]，弛豫作用過程很復(fù)雜，由下圖可以發(fā)現(xiàn)，線寬隨溫度升高的呈小幅度分散式變化。通過與標(biāo)準(zhǔn)樣品進(jìn)行標(biāo)定，得出2#煤在低溫氧化至不同溫度時的自由基濃度和g因子值，如圖2-6所示。由于不同的自由基的g因子值不同，含氧、含氮自由基的g因子值較大，實驗中測得為煤中各種自由基的綜合。可以發(fā)現(xiàn)，隨著氧化溫度的升高，g因子值在30℃至130℃之間逐漸變大，可能是由于此溫度階段煤樣中的原生自由基比較穩(wěn)定未參與反應(yīng)，主要是煤體大分子與氧氣反應(yīng)從而產(chǎn)生較多的新生含氧自由基，使得g因子值變大；而在130℃至180℃之間由于煤體中的原生自由基開始參與反應(yīng)，使得g因子值快速下降，同時由指標(biāo)氣體實驗可以發(fā)現(xiàn)130℃之后CO濃度快速上升和C2H4開始出現(xiàn)；當(dāng)氧化溫度大于180℃時，g因子又快速增加，可能是由于煤樣中的穩(wěn)定大分子基團(tuán)出現(xiàn)裂解氧化，生成較多含氧自由基。分析2#煤自由基濃度的變化趨勢，可以發(fā)現(xiàn)，自由基濃度隨氧化溫度的升高逐漸增加，但在不同的溫度階段，自由基濃度的增加速度有所不同。在小于80℃時，自由基濃度逐漸增大，這一階段處于煤樣低溫氧化蓄熱階段，煤樣中的活性基團(tuán)被緩慢氧化，產(chǎn)生自由基，而煤樣中原生自由基比較穩(wěn)定，使得煤樣自由基濃度上升；當(dāng)溫度達(dá)到80℃到130℃之間時，煤樣處于氧化自熱階段，此時大量原生穩(wěn)態(tài)自由基和新生活潑自由基的氧化放熱反應(yīng)，煤溫的升高使得自由基鏈反應(yīng)和鏈的激發(fā)開始加劇產(chǎn)生更多的自由基，自由基濃度進(jìn)入快速增長階段；當(dāng)溫度超過130℃之后，煤樣處于深度氧化階段，此時CO濃度快速上升和C2H4開始出現(xiàn)，自由基濃度隨氧化溫度升高的增大速度變緩，這可能時由于溫度升高氧原子易與未成對電子結(jié)合形成碳氧鍵或氫氧鍵，使自由電子減少，從而生成更多的CO、CO2、C2H4等氣體。因此，在東龐礦21219工作面進(jìn)行自然發(fā)火防治時，應(yīng)特別注意當(dāng)煤體溫度低于80℃時是最佳的防治時機(jī)，當(dāng)溫度大于80℃時，自由基濃度快速增加，煤體自燃氧化進(jìn)程加快，防治難度較大。2.5本章小結(jié)（BriefSummary）（1）對東龐礦21219工作面煤樣進(jìn)行自燃傾向性鑒定，得出2#煤揮發(fā)分含量為31.91%，吸氧量為0.6cm3/g干煤，根據(jù)煤自燃傾向性色譜吸氧鑒定標(biāo)準(zhǔn)，確定東龐礦2#煤屬于Ⅱ類自燃煤層。（2）利用自主搭建的低溫氧化模擬實驗系統(tǒng)測定東龐礦2#煤的自然發(fā)火指標(biāo)氣體，實驗結(jié)果表明，CO從30℃就開始出現(xiàn)，從130℃開始快速增加；C2H4開始出現(xiàn)在120℃~130℃之間，從180℃開始快速增加；C3H8出現(xiàn)于140℃~150℃之間。根據(jù)實驗結(jié)果，確定21219工作面預(yù)測預(yù)報自然發(fā)火的指標(biāo)氣體為CO、C2H4、C3H8和C2H2。（3）為了從微觀層面研究東龐礦2#煤的自燃氧化特性，開展了低溫氧化過程中煤體氧化活性變化研究，研究表明，煤體自由基濃度受氧化溫度的影響較大，整體來說隨氧化溫度升高煤體自由基濃度增加，當(dāng)溫度大于80℃時，自由基濃度快速增加，因此，在東龐礦21219工作面進(jìn)行自然發(fā)火防治時，應(yīng)特別注意當(dāng)煤體溫度低于80℃時是最佳的防治時機(jī)。3“U+高位鉆孔”工作面不同風(fēng)量條件下瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害研究3不同風(fēng)量條件下瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害研究3StudyontheCompoundDisasterofGasandCoalSpontaneousCombustionwithDifferentAirVolume3.1瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害概述（SummaryoftheCompoundDisasterofGasandCoalSpontaneousCombustion）3.1.1瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域判定（1）采空區(qū)煤自燃“三帶”劃分依據(jù)氧氣體積分?jǐn)?shù)因可靠性高、可操作性強(qiáng)成為應(yīng)用最廣的采空區(qū)自燃“三帶”劃分指標(biāo)，即散熱帶為氧氣體積分?jǐn)?shù)大于18%的區(qū)域，自燃氧化帶為氧氣體積分?jǐn)?shù)為10%～18%的區(qū)域，窒息帶為氧氣體積分?jǐn)?shù)小于10%的區(qū)域[53]。（2）采空區(qū)瓦斯“三帶”劃分依據(jù)本項目主要對瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害進(jìn)行研究，根據(jù)瓦斯的爆炸極限，將采空區(qū)劃分為瓦斯爆炸“三帶”，即瓦斯逸散帶、瓦斯可爆帶和瓦斯抑爆帶：①瓦斯逸散帶：采空區(qū)瓦斯?jié)舛刃∮谕咚贡ㄏ孪?%的區(qū)域，該區(qū)域因靠近工作面，漏風(fēng)強(qiáng)度大，瓦斯大部分被風(fēng)流帶走，未能積聚達(dá)到瓦斯爆炸極限，不會發(fā)生瓦斯爆炸；②瓦斯可爆帶：采空區(qū)瓦斯?jié)舛却笥谕咚贡ㄏ孪?%且小于瓦斯爆炸上限16%的區(qū)域，該區(qū)域在采空區(qū)中部，漏風(fēng)強(qiáng)度較小，僅能帶走小部分遺煤涌出的瓦斯，瓦斯積聚到一定濃度時不再上升，遺煤涌出瓦斯速率和漏風(fēng)帶走瓦斯速率達(dá)到平衡，使得該區(qū)域瓦斯?jié)舛忍幱谕咚贡O限內(nèi)，當(dāng)存在點火源時（比如：煤自燃等）極易引發(fā)瓦斯爆炸；③瓦斯抑爆帶：采空區(qū)瓦斯?jié)舛却笥谕咚贡ㄉ舷?6%的區(qū)域，該區(qū)域處于采空區(qū)深部，漏風(fēng)近乎于零，所以遺煤涌出的瓦斯無法被帶走和稀釋，瓦斯富集使得瓦斯?jié)舛容^大，超過了瓦斯爆炸上限，高濃度瓦斯反而起到了抑制爆炸的作用，所以該區(qū)域不會發(fā)生瓦斯爆炸。（3）采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域判定依據(jù)在采空區(qū)自燃氧化帶中，如果存在一個區(qū)域的瓦斯?jié)舛忍幱谕咚贡O限范圍內(nèi)，即瓦斯?jié)舛仍?%~16%之間，則該區(qū)域就存在發(fā)生瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害的可能，這個區(qū)域被稱為采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域。3.1.2瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害防治特性采空瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害防治存在相互制約的特性，如圖3-1所示。從瓦斯災(zāi)害治理的特性來看，工作面的通風(fēng)方式、抽采方式等瓦斯治理措施都會對采空區(qū)漏風(fēng)流場產(chǎn)生影響，使得漏風(fēng)通道增加、漏風(fēng)強(qiáng)度上升，極大的增加了采空區(qū)自然發(fā)火的可能性；從自燃災(zāi)害防治的特性來看，減小風(fēng)量、堵漏風(fēng)、注惰性氣體、快速推進(jìn)等防滅火措施都會降低瓦斯排放或增加瓦斯涌出，不利于工作面瓦斯治理。圖3-1復(fù)合災(zāi)害防治特性Figure3-1Characteristicsofpreventionandcontrolofcompounddisaster3.1.3瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害防治研究方法圖3-2復(fù)合災(zāi)害防治研究方法Figure3-2Researchmethodsofpreventionandcontrolofcompounddisaster根據(jù)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害防治特性，各種防治措施和影響因素之間相互影響、相互制約，需要研究分析各種條件下的采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害狀態(tài)，從而確定出最優(yōu)的綜合防治方案，所以采取現(xiàn)場實測結(jié)合數(shù)值模擬的研究方法，如圖3-2所示，利用現(xiàn)場實測確定邊界條件、修正模擬參數(shù)、分析防治效果，利用數(shù)值模擬進(jìn)行采空區(qū)流場預(yù)測、研究確定防治方案，本文對采空區(qū)流場預(yù)測、修正模擬參數(shù)過程不做描述，針對東龐礦21219工作面實際生產(chǎn)條件，確定模擬因素有風(fēng)量、高位鉆孔和隅角埋管抽采位置及抽采流量、注氮位置及注氮流量。3.2采空區(qū)束管觀測分析（ObservationandAnalysisofBeamPipeinGoaf）建立東龐礦21219工作面采空區(qū)束管觀測系統(tǒng)，觀測隨著工作面的推進(jìn)采空區(qū)氣體成分的變化規(guī)律，分析總結(jié)采空區(qū)自然發(fā)火狀態(tài)，同時為數(shù)值模擬結(jié)果提供對照依據(jù)。3.2.1觀測方案束管觀測系統(tǒng)布置示意圖如圖3-3所示。觀測系統(tǒng)布置完成后，平均工作面每推進(jìn)2.5米，采集一次氣體進(jìn)行分析，因現(xiàn)場實驗條件限制，造成部分測點堵塞，最終僅有1#，5#，7#，10#測點測得完整數(shù)據(jù)，使用origin軟件進(jìn)行可視化處理，得出采空區(qū)進(jìn)回風(fēng)兩側(cè)瓦斯?jié)舛取⒀鯕鉂舛群鸵谎趸嫉淖兓?guī)律。圖3-3采空區(qū)測點布置示意圖Figure3-3Schematicdiagramofsurveypointlayoutingoaf3.2.2采空區(qū)測點瓦斯?jié)舛确治鲇蓤D3-4可以看出，隨著工作面的不斷推進(jìn)，采空區(qū)內(nèi)的瓦斯?jié)舛入S采空區(qū)距工作面的距離增加整體上一直處于上升狀態(tài)，但因為漏風(fēng)強(qiáng)度及瓦斯抽采等原因使得采空區(qū)瓦斯?jié)舛壬仙俾视兴煌?#和5#測點布置在進(jìn)風(fēng)巷側(cè)，由上圖可以看出，進(jìn)風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛仍?~38m范圍內(nèi)上升速度較為緩慢，這是由于采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)屬于漏風(fēng)源，漏風(fēng)為新鮮風(fēng)流且漏風(fēng)強(qiáng)度較大，可以及時帶走遺煤及煤壁所解吸的瓦斯，瓦斯無法在該區(qū)域內(nèi)積聚；而當(dāng)進(jìn)入采空區(qū)深部時即大于38m時，進(jìn)風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛壬仙俣燃涌欤@是由于采空區(qū)深部漏風(fēng)強(qiáng)度小，無法及時稀釋掉遺煤及煤壁所解吸的瓦斯，使得瓦斯?jié)舛瓤焖偕仙?#和10#測點布置在回風(fēng)巷側(cè)，由上圖可以看出，回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛仍?~6m范圍內(nèi)趨近于0，這是由于采空區(qū)隅角埋管抽采的作用，使得采空區(qū)深部高濃度瓦斯風(fēng)流沿抽采管路抽出，很好的防止了采空區(qū)深部高濃度瓦斯風(fēng)流進(jìn)入工作面風(fēng)流造成工作面上隅角瓦斯積聚超限的發(fā)生；而在6~18m范圍內(nèi)，回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛瓤焖偕仙?，這是由于采空區(qū)回風(fēng)巷側(cè)屬于漏風(fēng)匯，采空區(qū)瓦斯風(fēng)流在采空區(qū)回風(fēng)巷側(cè)匯聚，使得瓦斯?jié)舛壬仙俣燃涌?；?dāng)進(jìn)入采空區(qū)深部時即大于18m后，回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛壬仙俾视兴鶞p緩，特別的，在42m~66m范圍內(nèi)出現(xiàn)了一個低瓦斯區(qū)域，這是由于高位鉆孔的抽采作用，對采空區(qū)瓦斯的聚集起到了一定的減緩作用。圖3-4采空區(qū)瓦斯?jié)舛茸兓€Figure3-4ChangecurveofgasconcentrationinGoaf根據(jù)瓦斯爆炸“三帶”的劃分依據(jù)，結(jié)合1#和5#測點數(shù)據(jù)，將采空區(qū)進(jìn)風(fēng)側(cè)距離工作面深度大于74m區(qū)域劃為瓦斯可爆帶（由于管路長度限制，未觀測到采空區(qū)進(jìn)風(fēng)側(cè)瓦斯?jié)舛瘸^16%進(jìn)入瓦斯抑爆帶）。結(jié)合7#和10#測點數(shù)據(jù)，將采空區(qū)回風(fēng)側(cè)距離工作面深度在18m~105m區(qū)域劃為瓦斯可爆帶。3.2.3采空區(qū)測點氧氣濃度分析由圖3-5可以看出，隨著工作面推進(jìn)，采空區(qū)內(nèi)的氧氣濃度隨采空區(qū)距工作面的距離增加整體上一直處于下降狀態(tài)，這是由于采空區(qū)瓦斯和遺煤耗氧共同造成的，但因為瓦斯聚集、抽采等原因使得采空區(qū)氧氣濃度下降速率有所不同。1#和5#測點布置在進(jìn)風(fēng)巷側(cè)，由上圖可以看出，進(jìn)風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)氧氣濃度在0~66m范圍內(nèi)下降速度較為緩慢，這是由于采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)屬于漏風(fēng)源，漏風(fēng)為新鮮風(fēng)流且漏風(fēng)強(qiáng)度較大，采空區(qū)進(jìn)風(fēng)側(cè)風(fēng)流可以保持較高的氧氣濃度，且瓦斯聚集速度緩慢，使得氧氣濃度下降速度較?。欢?dāng)進(jìn)入采空區(qū)深部時即大于66m時，進(jìn)風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)氧氣濃度下降速度加快，這是由于采空區(qū)深部漏風(fēng)強(qiáng)度小，無法及時稀釋掉遺煤及煤壁所解吸的瓦斯，且遺煤自燃氧化耗氧量快速增加，使得氧氣濃度快速下降。圖3-5采空區(qū)氧氣濃度變化曲線Figure3-5ChangecurveofoxygenconcentrationinGoaf7#和10#測點布置在回風(fēng)巷側(cè)，由上圖可以看出，回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)氧氣濃度在0~6m范圍內(nèi)趨近于大氣氧濃度，這是由于采空區(qū)隅角埋管抽采的作用，使得采空區(qū)深部高濃度瓦斯風(fēng)流沿抽采管路抽出，采空區(qū)淺部因為靠近工作面漏風(fēng)強(qiáng)度較大，氧氣濃度接近工作面風(fēng)流氧濃度；而在6~18m范圍內(nèi)，回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)氧氣濃度快速下降，這主要是由于在該區(qū)域回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛壬仙俣燃涌欤鄬?yīng)的導(dǎo)致氧氣濃度下降速度加快；當(dāng)進(jìn)入采空區(qū)深部時即大于18m后，回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)氧氣濃度下降速率有所減緩，但隨著距工作面越來越遠(yuǎn)，氧氣濃度降低速度越來越快，這是由于高位鉆孔抽采對采空區(qū)瓦斯的聚集起到了一定的減緩作用，相應(yīng)的氧氣濃度下降速度有所減緩，但是隨著采空區(qū)深度增加，采空區(qū)溫度增加，加快了采空區(qū)遺煤自燃氧化速率，氧氣消耗量增加，使得氧氣濃度下降速度越來越快。。根據(jù)自燃“三帶”氧濃度劃分依據(jù)，結(jié)合1#和5#測點數(shù)據(jù)，將采空區(qū)進(jìn)風(fēng)側(cè)距離工作面距離大于70m的區(qū)域劃為自燃氧化帶（由于管路長度限制，未觀測到采空區(qū)進(jìn)風(fēng)側(cè)氧氣濃度低于10%進(jìn)入窒息帶）。結(jié)合7#和10#測點數(shù)據(jù)，將采空區(qū)回風(fēng)側(cè)距離工作面深度33m~107m區(qū)域劃為自燃氧化帶。3.2.4采空區(qū)測點一氧化碳濃度分析由3-6圖可以看出，進(jìn)風(fēng)巷側(cè)1#、5#點CO濃度隨采空區(qū)深度的增加呈現(xiàn)上下波動的趨勢，當(dāng)這2個測點進(jìn)入采空區(qū)70m后，出現(xiàn)了CO濃度上升速度加快，可以確定進(jìn)風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)70m后進(jìn)入自燃氧化帶；回風(fēng)巷側(cè)7#、10#點CO濃度隨采空區(qū)深度的增加呈現(xiàn)在波動中上升的趨勢，最大CO濃度可達(dá)28ppm，CO濃度在20m后開始在波動中升高，所以，回風(fēng)側(cè)采空區(qū)自燃氧化帶在20m之后出現(xiàn)，而當(dāng)采空區(qū)深度到達(dá)108m后，CO濃度下降，可以確定108m后采空區(qū)進(jìn)入窒息帶?？梢宰⒁獾?，回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)CO濃度出現(xiàn)連續(xù)三天達(dá)到8ppm以上，應(yīng)該采取適當(dāng)?shù)牟煽諈^(qū)防滅火措施，防止采空區(qū)遺煤自燃從而導(dǎo)致瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害的發(fā)生。圖3-6采空區(qū)一氧化碳濃度變化曲線Figure3-6ChangecurveofcarbonmonoxideconcentrationinGoaf3.3采空區(qū)氣體運移理論模型（TheoreticalModelofGasMigrationinGoaf）3.3.1采空區(qū)碎脹系數(shù)空間分布規(guī)律采空區(qū)破碎煤巖體的碎脹系數(shù)Kp直接影響采空區(qū)孔隙率，碎脹系數(shù)的影響因素較多，無法直接測量和分析，根據(jù)采空區(qū)覆巖下沉量符合負(fù)指數(shù)規(guī)律，可以認(rèn)為采空區(qū)煤巖體的碎脹系數(shù)也符合負(fù)指數(shù)規(guī)律。（1）采空區(qū)碎脹系數(shù)水平方向分布規(guī)律在采空區(qū)冒落帶沿工作面走向（x）和傾向（y）上的碎脹系數(shù)為[54]：（3-1）（3-2）（3-3）式中，KP0為初始碎脹系數(shù)；KP'為壓實碎脹系數(shù)；ai為到采空區(qū)某邊界方向上的碎脹系數(shù)衰減率；l為到采空區(qū)某邊界的距離，m；Hc為冒落帶高度，m；m為煤層厚度，m；B1，B2為碎脹回歸曲線參數(shù)，分別取KP,x，KP,y（3-4）（2）豎直方向上采空區(qū)碎脹系數(shù)分布規(guī)律在采空區(qū)豎直方向上，邵昊[55]認(rèn)為冒落帶覆巖的碎脹系數(shù)變化不大，為一定值，裂隙帶覆巖的碎脹系數(shù)呈對數(shù)函數(shù)的形式逐漸減少，采空區(qū)碎脹系數(shù)三維分布為：（3-5）式中，Hf為導(dǎo)氣帶高度，m；KPB為3.3.2采空區(qū)漏風(fēng)阻力數(shù)學(xué)模型在多孔介質(zhì)中運移的氣體會受到介質(zhì)壁面摩擦阻力的阻礙，阻力公式為[56]：（3-6）式中，代表壓力差，Pa；代表滲流帶長度，m；代表孔隙率；Dp代表介質(zhì)平均調(diào)和粒徑，m；代表流體粘度，Pa·s；v代表流體流速，m/s；代表流體密度，kg/m3。慣性和粘性損失是動能損失的兩大源項，在模擬采空區(qū)流體時需要加載自定義的函數(shù)，則漏風(fēng)阻力可表達(dá)為：（3-7）其中代表動量損失源項，N/m3；代表粘性阻力損失系數(shù)矩陣；代表慣性阻力損失系數(shù)矩陣。由于假設(shè)的介質(zhì)呈現(xiàn)出各向同性，則上式可表達(dá)為：（3-8）其中代表滲透率，m2；代表慣性阻力系數(shù)，可近似等于零。3.3.3采空區(qū)風(fēng)流流動模型基于體積平均理論、非線性滲流方程、N-S方程，將線性達(dá)西定律引申為Brinkman-Forchheime擴(kuò)展的非線性達(dá)西定律，得到了描述三維采空區(qū)流場風(fēng)流流動的連續(xù)性方程、動量微分方程及組分運移彌散方程[57]：（3-9）（3-10）（3-11）（3-12）（3-13）式中：u，v，w分別為x，y，z方向的流速，m/s；m為無因次系數(shù)；ε為孔隙率；λ為流體粘性系數(shù)，Pa·s；ψ為滲透率，m2；F為慣性系數(shù)；ρ為流體密度，kg/m3；P為流體壓力，Pa；c為采空區(qū)內(nèi)某組分濃度；Dd為動力彌散系數(shù)；Fc為某組分源項，kg/(m3·s)。3.4采空區(qū)物理模型及模擬方案（PhysicalModelandSimulationSchemeofGoaf）本次模擬在ANSYSWorkbench中使用SCDM（SpaceClaimDirectModeler）進(jìn)行建模，使用Fluentmeshing進(jìn)行網(wǎng)格劃分，使用Fluent求解器進(jìn)行求解，使用CFD-Post進(jìn)行后處理。3.4.1建立幾何模型為方便建模和網(wǎng)格劃分，簡化不必要幾何特征，根據(jù)21219工作面現(xiàn)場條件確定幾何參數(shù)，如表3-1所示。建立幾何模型并利用Fluentmeshing進(jìn)行非結(jié)構(gòu)網(wǎng)格劃分，該模型劃分網(wǎng)格單元數(shù)為1719120個，最大扭斜度小于0.3，網(wǎng)格質(zhì)量較高有利于解算過程的快速收斂。其幾何模型及網(wǎng)格劃分如圖3-7所示。表3-1幾何參數(shù)表Table3-1Tableofgeometricparameters圖3-7采空區(qū)幾何模型及網(wǎng)格劃分Figure3-7Geometricmodelandgriddivisionofgoaf3.4.2模擬參數(shù)確定根據(jù)東龐礦21219工作面的實際條件，確定Fluent中所需要的模擬參數(shù)。（1）碎脹系數(shù)Kp由2.1.3節(jié)可知21219工作面的冒落帶高度為12m，裂隙帶高度為38m。根據(jù)工作面實際情況，具體巖石碎脹系數(shù)由下式計算：（3-14）（2）孔隙率ε采空區(qū)任意一點的孔隙率ε(x,y,z)可以由該點的碎脹系數(shù)Kp(x,y,z)按以下公式計算得出。（3-15）（3）滲透率k根據(jù)Kozeny-Carman公式[58]，采空區(qū)滲透率可表達(dá)為：（3-16）（4）平均粒徑分布Dp認(rèn)為采空區(qū)頂板垮落后平均粒徑在水平方向上不發(fā)生變化；在高度方向上，平均粒徑隨高度的變化服從拋物線型分布規(guī)律，按下式進(jìn)行計算。（3-17）（5）粘性阻力系數(shù)C1和慣性阻力系數(shù)C2在Fluent多孔介質(zhì)模型中需要輸入粘性阻力系數(shù)和慣性阻力系數(shù)兩個參數(shù)，通過查閱相關(guān)資料得[59]：（3-18）（3-19）（6）瓦斯源項S由于東龐礦21219工作面臨近層及圍巖瓦斯涌出量較小不予考慮。模型中瓦斯質(zhì)量源設(shè)為兩處，一是工作面空間設(shè)為工作面煤壁瓦斯源項S1，認(rèn)為工作面瓦斯均勻涌出；二是采空區(qū)已開采煤層空間瓦斯涌出源項S（3-20）式中，Q1為工作面瓦斯涌出量，為6.152m3/min；ρ為瓦斯密度，kg/m3；V為工作面計算域體積，m3；A為采空區(qū)初始瓦斯涌出強(qiáng)度，kg/(m3·s)，認(rèn)為采空區(qū)初始瓦斯涌出強(qiáng)度A等于工作面瓦斯平均瓦斯涌出強(qiáng)度S1；B為采空區(qū)瓦斯涌出衰減率，可根據(jù)對S2在采空區(qū)走向上積分結(jié)果為單位長度采空區(qū)瓦斯涌出量的關(guān)系計算；x為采空區(qū)距工作面距離，m；Q2為采空區(qū)瓦斯涌出量，為7.848m3/min；L為采空區(qū)傾向長度，m；H為采空區(qū)走向長度，取220m。（7）氧氣消耗源項O考慮遺煤自燃氧化耗氧，經(jīng)查閱文獻(xiàn)，耗氧項可用下式表示[60-62]：（3-21）式中，A為指前因子，s-1；CO2為采空區(qū)氧氣濃度；E為活化能，J/mol；n為表觀反應(yīng)級數(shù)；R為氣體常數(shù)；（8）熱量源項H考慮遺煤氧化放熱反應(yīng)，熱量源項可由氧氣消耗源項通過下式表示：（3-22）式中，η為氧熱轉(zhuǎn)換系數(shù)。以上參數(shù)設(shè)置均通過Fluent軟件中的UDF接口，使用C語言進(jìn)行二次開發(fā)編寫實現(xiàn)，調(diào)用DEFINE_PROFILE宏函數(shù)設(shè)置孔隙率、粘性阻力系數(shù)和慣性阻力系數(shù)，使用DEFINE_SOURCE宏函數(shù)設(shè)置源項，模擬過程中所設(shè)計的其他參數(shù)如表3-2所示。表3-2模擬基本參數(shù)Table3-2Basicparametersofsimulation名稱值名稱值進(jìn)風(fēng)巷風(fēng)速（m/s）1.11水力直徑（m）4.24湍流強(qiáng)度（%）3.23回風(fēng)巷風(fēng)量（m3/min）1154高位鉆孔抽采流量（m3/min）36隅角埋管抽采流量（m3/min）24空氣密度（kg/m3）1.29瓦斯密度（kg/m3）0.71673.4.3模擬方案為了研究東龐礦21219工作面配風(fēng)量對采空區(qū)自燃“三帶”的影響規(guī)律，利用Fluent軟件進(jìn)行數(shù)值模擬。在實際生產(chǎn)過程中，研究過大過小工作面配風(fēng)量對指導(dǎo)生產(chǎn)并無實際意義，參考21219工作面計劃供風(fēng)量1200m3/min，最終確定計劃供風(fēng)量的0.75倍、1倍、1.25倍、1.5倍進(jìn)行模擬，采空區(qū)抽采參數(shù)按工作面抽采設(shè)計進(jìn)行模擬，具體模擬方案見表3-3。表3-3風(fēng)量模擬方案Table3-3Simulationschemeofairvolume方案配風(fēng)量（m3/min）系數(shù)進(jìn)風(fēng)巷風(fēng)速（m/s）19000.750.832120011.11315001.251.39418001.51.673.5不同風(fēng)量模擬結(jié)果分析（AnalysisofSimulationResultsofDifferentAirVolume）對不同配風(fēng)量方案運用Fluen軟件進(jìn)行數(shù)值模擬研究，使用CFD-Post軟件進(jìn)行后處理，如圖3-8所示，主要調(diào)取z=0.5m截面、Line1、Line2、Line3上的數(shù)據(jù)，分析不同風(fēng)量條件下采空區(qū)瓦斯?jié)舛群脱鯕鉂舛燃巴咚古c煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域分布規(guī)律，其中Line1代表采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)，Line2代表采空區(qū)回風(fēng)巷側(cè)，Line3代表工作面頂板近采空區(qū)側(cè)。圖3-8后處理模型Figure3-8Modelofpostprocessing3.5.1模型可靠性驗證通過調(diào)取圖3-8中Line1與Line2上的模擬結(jié)果，與3.2.2節(jié)和3.2.3節(jié)所述現(xiàn)場束管監(jiān)測采空區(qū)瓦斯與氧氣濃度結(jié)果進(jìn)行比對，驗證模型可靠性與合理性。由圖3-9可以看出，在采空區(qū)距工作面0~120m范圍內(nèi)，Line1與Line2瓦斯和氧氣數(shù)值模擬結(jié)果與3.2.2節(jié)和3.2.3節(jié)現(xiàn)場實測結(jié)果基本一致，可在一定程度上驗證數(shù)值模擬結(jié)果的可靠性和合理性，說明通過該模型對采空區(qū)瓦斯分布、氧氣分布、瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域在不同條件下的變化規(guī)律進(jìn)行模擬研究是一種行之有效的研究手段。圖3-9模擬結(jié)果與實測結(jié)果對比Figure3-9Comparisonbetweensimulationresultsandmeasuredresults同時可以由Line1與Line2數(shù)值模擬結(jié)果可知，在采空區(qū)深部大于120m范圍內(nèi)，進(jìn)風(fēng)巷側(cè)瓦斯?jié)舛瘸掷m(xù)上升，上升速度有所有減緩趨勢；進(jìn)風(fēng)巷側(cè)氧氣濃度持續(xù)下降，最終將趨近于0。回風(fēng)巷側(cè)瓦斯?jié)舛仍?20m~152m范圍內(nèi)快速上升至最高峰26%左右，大于152m范圍內(nèi)，回風(fēng)巷側(cè)瓦斯?jié)舛扔兴陆底罱K穩(wěn)定在24%上下；回風(fēng)巷側(cè)氧氣濃度在120m~157m范圍內(nèi)快速下降至0，大于157m范圍內(nèi)采空區(qū)氧氣濃度一直為0。3.5.2采空區(qū)瓦斯?jié)舛确植家?guī)律分析（a）Q=900m3/min（b）Q=1200m3/min（c）Q=1500m3/min（d）Q=1800m3/min圖3-10不同風(fēng)量條件下采空區(qū)瓦斯分布Figure3-10Gasdistributioningoafunderdifferentairvolumeconditions圖3-10為不同風(fēng)量條件下采空區(qū)瓦斯分布，可以看出：（1）沿采空區(qū)傾向方向瓦斯?jié)舛茸兓煌L(fēng)量條件下，采空區(qū)瓦斯?jié)舛妊剡M(jìn)風(fēng)巷側(cè)到回風(fēng)巷側(cè)整體上總是在逐漸增大的，而在靠近回風(fēng)巷側(cè)20m左右范圍內(nèi)由于高位鉆孔和隅角埋管抽采的作用，使得采空區(qū)瓦斯?jié)舛茸兓厔萦兴煌?。?）沿采空區(qū)走向方向瓦斯?jié)舛茸兓煌L(fēng)量條件下，采空區(qū)瓦斯?jié)舛入S距工作面距離增加整體上總是在逐漸增大的，而在靠近回風(fēng)巷側(cè)由于采空區(qū)內(nèi)部存在一個瓦斯聚集區(qū)，會導(dǎo)致采空區(qū)瓦斯隨距工作面距離增加先增加后稍微有所下降并最終趨于穩(wěn)定。采空區(qū)瓦斯?jié)舛仍黾铀俣入S距工作面距離增加先增大后變緩，這是由于采空區(qū)淺部漏風(fēng)強(qiáng)度較大，可以及時帶走遺煤及煤壁所解吸的瓦斯，瓦斯無法在該區(qū)域內(nèi)積聚，而采空區(qū)中部采空區(qū)深部漏風(fēng)強(qiáng)度小，無法及時稀釋掉遺煤及煤壁所解吸的瓦斯，使得瓦斯?jié)舛瓤焖偕仙?dāng)?shù)竭_(dá)采空區(qū)深部時，遺煤和煤壁的吸附瓦斯減少解吸速度變慢，使得瓦斯?jié)舛壬仙俣茸兙彙＃?）風(fēng)量對采空區(qū)瓦斯?jié)舛扔绊懸?guī)律風(fēng)量對采空區(qū)瓦斯分布具有很大影響，風(fēng)量的增加使得采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)瓦斯?jié)舛绕毡橛兴鶞p小，且采空區(qū)距工作面越遠(yuǎn)減小幅度越大，而回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛入S風(fēng)量增加變化較為復(fù)雜。（4）不同風(fēng)量條件下進(jìn)回風(fēng)巷兩側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛茸兓M(jìn)風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛入S風(fēng)量增加有所下降，且下降幅度隨采空區(qū)距工作面距離增加而變大，如：在采空區(qū)距工作面50m處，當(dāng)風(fēng)量由900m3/min變?yōu)?800m3/min時，采空區(qū)瓦斯?jié)舛扔?.69%降至1.43%，在采空區(qū)距工作面200m處，采空區(qū)瓦斯?jié)舛扔?0.14%降至8.87%。采空區(qū)回風(fēng)巷側(cè)0~100m范圍內(nèi)瓦斯?jié)舛入S風(fēng)量增加而有所增加，在大于160m范圍內(nèi)回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛入S風(fēng)量增加而大幅度降低，這是由于風(fēng)量的增加使得采空區(qū)漏風(fēng)量增加，從而帶出了更多采空區(qū)深部的瓦斯，使得采空區(qū)深部瓦斯?jié)舛扔兴档?，而采空區(qū)淺部瓦斯?jié)舛扔兴黾?。同時可以注意到在0~10m范圍內(nèi)，當(dāng)風(fēng)量為900m3/min和1200m3/min時回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛扔捎谟缃锹窆艹椴傻脑蛏仙俣葮O為緩慢，而當(dāng)風(fēng)量為1500m3/min和1800m3/min時回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛壬仙俣葮O快，這是由于較大的漏風(fēng)量攜帶出更多的采空區(qū)深部瓦斯，當(dāng)前隅角埋管設(shè)計抽采量已經(jīng)無法滿足如此大的高濃度瓦斯漏風(fēng)風(fēng)流，使得大量高濃度瓦斯風(fēng)流流向工作面進(jìn)入回風(fēng)流中，從而增加了工作面上隅角瓦斯超限的危險性，所以在實際生產(chǎn)中，不能只通過增加通風(fēng)量來解決采空區(qū)和工作面的瓦斯，當(dāng)增加工作面配風(fēng)量時，應(yīng)當(dāng)配合隅角埋管和高位鉆孔協(xié)同調(diào)整。（5）不同風(fēng)量條件下采空區(qū)瓦斯爆炸“三帶”劃分采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害治理更關(guān)注瓦斯?jié)舛忍幱诒O限的區(qū)域，根據(jù)圖3-10得出不同風(fēng)量條件下采空區(qū)瓦斯爆炸“三帶”劃分結(jié)果，如表3-4所示。表3-4不同風(fēng)量條件下采空區(qū)瓦斯爆炸“三帶”劃分Table3-4Divisionof"threezones"ofgasexplosioningoafunderdifferentairvolumeconditions風(fēng)量（m3/min）位置瓦斯逸散帶（m）瓦斯可爆帶（m）瓦斯抑爆帶（m）可爆帶寬度（m）900進(jìn)風(fēng)巷側(cè)<7474~169>16995回風(fēng)巷側(cè)<2121~100>100791200進(jìn)風(fēng)巷側(cè)<8686~217>217131回風(fēng)巷側(cè)<2323~101>101781500進(jìn)風(fēng)巷側(cè)<9292~220>220>128回風(fēng)巷側(cè)<1919~92>92731800進(jìn)風(fēng)巷側(cè)<106106~220>220>114回風(fēng)巷側(cè)<1414~78>7864可以看出，采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)瓦斯可爆帶寬度隨風(fēng)量的增加逐漸增大，而回風(fēng)巷側(cè)瓦斯可爆帶寬度隨著風(fēng)量的增加逐漸減小。整體上來說，采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)瓦斯可爆帶范圍距工作面距離隨風(fēng)量的增加而快速增大，而采空區(qū)回風(fēng)巷側(cè)則相反，這是由于采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)風(fēng)量增加造成漏風(fēng)量增加，使得瓦斯?jié)舛葴p小，可爆帶范圍向采空區(qū)深部移動，而采空區(qū)回風(fēng)巷側(cè)由于較大漏風(fēng)量攜帶出更多采空區(qū)深部瓦斯，使得采空區(qū)回風(fēng)巷側(cè)瓦斯?jié)舛扔兴黾?，可爆帶范圍向采空區(qū)淺部移動。3.5.3采空區(qū)氧氣濃度分布規(guī)律分析圖3-11為不同風(fēng)量條件下采空區(qū)氧氣分布，可以看出：（1）沿采空區(qū)傾向方向氧氣濃度變化不同風(fēng)量條件下，采空區(qū)氧氣濃度沿進(jìn)風(fēng)巷側(cè)到回風(fēng)巷側(cè)整體上總是在逐漸減小的，且隨著距采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)距離的增加減小速度有所減緩，風(fēng)量大小會影響這個減緩程度，而在靠近回風(fēng)巷側(cè)20m左右范圍內(nèi)由于高位鉆孔和隅角埋管抽采的作用，使得采空區(qū)氧氣濃度變化趨勢有所不同。（2）沿采空區(qū)走向方向氧氣濃度變化不同風(fēng)量條件下，采空區(qū)氧氣濃度隨距工作面距離增加整體上總是在逐漸減小的，且由于采空區(qū)瓦斯分布并不均勻?qū)е聹p小速度先增大后變緩。比如，靠近回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)內(nèi)部存在一個瓦斯聚集區(qū)，會導(dǎo)致采空區(qū)氧氣你濃度在該區(qū)域隨距工作面距離增加急速下降。隨著采空區(qū)距工作面距離增加采空區(qū)氧氣濃度最終都趨近于0。（a）Q=900m3/min（b）Q=1200m3/min（c）Q=1500m3/min（d）Q=1800m3/min圖3-11不同風(fēng)量條件下采空區(qū)氧氣分布Figure3-11Oxygendistributioningoafunderdifferentairvolumeconditions（3）風(fēng)量對采空區(qū)氧氣濃度影響規(guī)律風(fēng)量對采空區(qū)氧氣分布具有很大影響，風(fēng)量的增加使得采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)氧氣濃度普遍有所增加，且采空區(qū)距工作面越遠(yuǎn)減小幅度越大，而回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛入S風(fēng)量增加變化較為復(fù)雜。（4）不同風(fēng)量條件下進(jìn)回風(fēng)巷兩側(cè)采空區(qū)氧氣濃度變化進(jìn)風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)氧氣濃度隨風(fēng)量增加有所上升，且上升幅度隨采空區(qū)距工作面距離增加略微變大，同時可以看出，風(fēng)量的增加使得采空區(qū)氧氣濃度下降速度變慢，這是由于風(fēng)量增加使得漏風(fēng)量變大，使得采空區(qū)氧氣絕對量增加，遺煤消耗和瓦斯的稀釋作用相對減小。采空區(qū)回風(fēng)巷側(cè)0~120m范圍內(nèi)氧氣濃度隨風(fēng)量增加而有所減小，在大于150m范圍內(nèi)回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)氧氣濃度幾乎都趨近于0，這是由于風(fēng)量的增加使得采空區(qū)漏風(fēng)量增加，從而帶出了更多采空區(qū)深部的瓦斯，使得采空區(qū)淺部瓦斯?jié)舛扔兴黾友鯕鉂舛认鄳?yīng)的有所減小，而在大于150m范圍內(nèi)，由于高濃度瓦斯和遺煤自燃氧化耗氧共同作用使得回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)氧氣濃度趨近于0。同時可以注意到在0~10m范圍內(nèi)，當(dāng)風(fēng)量為900m3/min和1200m3/min時回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)氧氣濃度由于隅角埋管抽采的原因下降速度極為緩慢，而當(dāng)風(fēng)量為1500m3/min和1800m3/min時回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)氧氣濃度下降速度極快，這是由于較大的漏風(fēng)量攜帶出更多的采空區(qū)深部瓦斯，當(dāng)前隅角埋管設(shè)計抽采量已經(jīng)無法滿足如此大的高濃度瓦斯漏風(fēng)風(fēng)流，使得大量高濃度瓦斯風(fēng)流流向工作面，造成采空區(qū)回風(fēng)巷側(cè)0~10m范圍內(nèi)氧氣濃度快速下降。（5）不同風(fēng)量條件下采空區(qū)自燃氧化“三帶”劃分表3-5不同風(fēng)量條件下采空區(qū)自燃氧化“三帶”劃分Table3-5Divisionof"threezones"ofspontaneouscombustionoxidationingoafunderdifferentairvolumeconditions風(fēng)量（m3/min）位置散熱帶（m）氧化帶（m）窒息帶（m）氧化帶寬度（m）900進(jìn)風(fēng)巷側(cè)<7070~125>1255588回風(fēng)巷側(cè)<3737~106>106691200進(jìn)風(fēng)巷側(cè)<7777~133>13356100回風(fēng)巷側(cè)<3333~106>106731500進(jìn)風(fēng)巷側(cè)<8181~140>14059109回風(fēng)巷側(cè)<3131~97>97661800進(jìn)風(fēng)巷側(cè)<8989~142>14253115回風(fēng)巷側(cè)<2727~79>7952根據(jù)圖3-11得出不同風(fēng)量條件下采空區(qū)自燃氧化“三帶”劃分結(jié)果，如表3-5所示，可以看出，采空區(qū)氧化帶寬度隨著工作面風(fēng)量的增加而逐漸變大，采空區(qū)自燃氧化“三帶”范圍隨著風(fēng)量的變化而有所不同，進(jìn)風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)進(jìn)入自燃氧化帶和窒息帶位置隨風(fēng)量增加而變大，回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)則相反，這是由于風(fēng)量的增加使得工作面向采空區(qū)漏風(fēng)強(qiáng)度變大，進(jìn)風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)氧濃度整體增加，使得自燃氧化帶范圍向深部移動，而回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)由于漏風(fēng)攜帶出更多的采空區(qū)瓦斯，會使得氧氣濃度有所減小，使得自燃氧化帶范圍向淺部移動。3.5.4采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域分析通過調(diào)取不同風(fēng)量條件下z=0.5截面上瓦斯?jié)舛葹?%、16%和氧氣濃度為10%、18%的等值線圖，疊加區(qū)域即為瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域（即下圖陰影部分），如圖3-12所示。（a）Q=900m3/min（b）Q=1200m3/min（c）Q=1500m3/min（d）Q=1800m3/min圖3-12不同風(fēng)量條件下采空區(qū)復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域Figure3-12Dangerousareaofcomplexdisasteringoafunderdifferentairvolumeconditions可以看出，采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域范圍隨著風(fēng)量的變化而有所不同，進(jìn)風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)進(jìn)入瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域位置隨風(fēng)量增加而變大，回風(fēng)巷側(cè)采空區(qū)則相反。同時可以發(fā)現(xiàn)，隨著風(fēng)量的增加，進(jìn)回風(fēng)巷兩側(cè)的瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域?qū)挾扔兴鶞p小，而采空區(qū)整個瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域?qū)挾葎t與自燃氧化帶寬度一致，隨風(fēng)量增加而逐漸變大。使用軟件計算圖3-12中陰影部分即瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域的面積，可以發(fā)現(xiàn)當(dāng)風(fēng)量為1800m3/min時，采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域面積最小為9065m2，但是由圖3-10可以知道當(dāng)風(fēng)量為1800m3/min時工作面有瓦斯超限的危險，所以不可取，且由圖3-12和表3-6并不能看出采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域面積與風(fēng)量有何種關(guān)聯(lián)，所以推薦風(fēng)量保持設(shè)計風(fēng)量1200m3/min，此時采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域面積為9486m2，具體采空區(qū)瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域范圍如表3-6所示。表3-6不同風(fēng)量條件下采空區(qū)復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域Table3-6Dangerousareaofcomplexdisasteringoafunderdifferentairvolumeconditions風(fēng)量（m3/min）位置復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域范圍（m）復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域面積（m2）900進(jìn)風(fēng)巷側(cè)74~1259755回風(fēng)巷側(cè)37~1001200進(jìn)風(fēng)巷側(cè)86~1339468回風(fēng)巷側(cè)33~1011500進(jìn)風(fēng)巷側(cè)92~1409803回風(fēng)巷側(cè)31~921800進(jìn)風(fēng)巷側(cè)106~1429065回風(fēng)巷側(cè)27~783.6本章小結(jié)（BriefSummary）（1）建立東龐礦21219工作面采空區(qū)氣體的取樣系統(tǒng)，觀測隨著工作面的推進(jìn)采空區(qū)氣體成分的變化規(guī)律，結(jié)果表明，隨著工作面的不斷推進(jìn)，采空區(qū)內(nèi)的瓦斯?jié)舛入S采空區(qū)距工作面的距離增加整體上一直處于上升狀態(tài)，采空區(qū)內(nèi)的氧氣濃度隨采空區(qū)距工作面的距離增加整體上一直處于下降狀態(tài)，CO濃度隨采空區(qū)深度的增加呈現(xiàn)上下波動的趨勢。（2）建立了采空區(qū)氣體運移理論模型，包括采空區(qū)碎脹系數(shù)空間分布規(guī)律、采空區(qū)漏風(fēng)阻力模型和采空區(qū)風(fēng)流流動模型，并以東龐礦21219工作面為研究對象，根據(jù)現(xiàn)場實際布置條件，確定模擬參數(shù)及模擬方案。（3）運用Fluen軟件對21219工作面在風(fēng)量分別為900m3/min、1200m3/min、1500m3/min、1800m3/min時采空區(qū)的瓦斯分布、氧氣分布、復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域進(jìn)行研究，研究確定21219工作面設(shè)計風(fēng)量為1200m3/min是合適的。4采空區(qū)瓦斯抽采參數(shù)優(yōu)化模擬研究4采空區(qū)瓦斯抽采參數(shù)優(yōu)化模擬研究4StudyonOptimizationSimulationofGasExtractionParametersinGoaf由于采空區(qū)漏風(fēng)、瓦斯抽采、注惰性氣體等條件的影響，采空區(qū)內(nèi)部變成一個多源多匯的漏風(fēng)流場，不僅增加了采空區(qū)漏風(fēng)量，也使得采空區(qū)漏風(fēng)規(guī)律瓦斯運移變得復(fù)雜多變，給采空區(qū)煤自燃的防治帶來了巨大壓力，因此，本章以防止煤自燃為基礎(chǔ)，以治理工作面采空區(qū)瓦斯為目標(biāo)，模擬研究不同瓦斯抽采參數(shù)對采空區(qū)瓦斯分布、氧氣分布、瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域以及瓦斯抽采效果的影響，根據(jù)模擬結(jié)果分析了不同抽采參數(shù)下采空區(qū)復(fù)合災(zāi)害的范圍，從而確定出最優(yōu)的抽采布置方案。4.1模擬方案（SimulationScheme）在瓦斯抽采設(shè)計過程中，對于任何瓦斯抽采方式，抽采位置都是一個重要的設(shè)計參數(shù)，對瓦斯抽采效果起著至關(guān)重要的作用。本節(jié)在第三章所建立的幾何模型基礎(chǔ)上，通過改變埋管抽采位置、高位鉆孔平距（由于高位鉆孔終孔法距應(yīng)位于裂隙帶內(nèi)，所以研究意義不大，僅對高位鉆孔終孔平距進(jìn)行研究。），模擬抽采位置參數(shù)（即隅角埋管為埋管深度，高位鉆孔為高位鉆孔終孔覆蓋范圍的平距最大值）分別為目前抽采位置參數(shù)的0.5倍、1倍、1.5倍、2倍，根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果，分析不同抽采位置參數(shù)對采空區(qū)瓦斯分布、氧氣分布、瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域以及瓦斯抽采效果的影響，以尋求最佳的抽采位置，具體模擬方案如表4-1所示。表4-1抽采位置模擬方案Table4-1Simulationschemeofextractionlocation高位鉆孔（平距，法距）（m）系數(shù)隅角埋管深度（m）10~30，16~300.551101.51522010~15，16~300.51010~30，16~30110~45，16~301.510~60，16~302對于回采過程中的工作面瓦斯抽采設(shè)計，除了抽采位置之外，另一個重要的設(shè)計參數(shù)為抽采負(fù)壓，而改變抽采負(fù)壓的結(jié)果往往通過抽采流量顯現(xiàn)出來，所以本節(jié)在第八章所建立的幾何模型基礎(chǔ)上，針對高位鉆孔和隅角埋管兩種采空區(qū)瓦斯抽采方式的抽采流量進(jìn)行模擬，模擬抽采流量分別為目前抽采流量的0倍（即無抽采條件）、0.5倍、1倍、1.5倍，根據(jù)模擬結(jié)果，分析抽采流量對采空區(qū)瓦斯分布、氧氣分布、瓦斯與煤自燃復(fù)合災(zāi)害危險區(qū)域以及瓦斯抽采效果的影響，同時結(jié)果抽采效果對抽采流量進(jìn)行具體模擬方案如表4-2所示。表4-2抽采流量模擬方案Table4-2Simulationschemeofextractionflowrate高位鉆孔抽采流量（m3/min）系數(shù)隅角埋管抽采流量（m3/min）3600（即無埋管抽采）0.5121241.5360（即無高位鉆孔抽采）024180.5361541.54.2不同隅角埋管抽采位置模擬結(jié)果分析（AnalysisofSimulationResultsofDifferentCornerBuriedPipeExtractionLocation）4.2.1采空區(qū)瓦斯?jié)舛确植家?guī)律分析圖4-1為不同埋管深度條件下采空區(qū)瓦斯分布，可以看出：（1）隅角埋管抽采位置對采空區(qū)瓦斯分布的影響由圖4-1（a）-（d）可以看出，對于不同的埋管抽采位置，采空區(qū)瓦斯聚集區(qū)最大值變化不大，即埋管抽采位置并不會對采空區(qū)整體上的瓦斯?jié)舛却笮∑饹Q定性作用；但從采空區(qū)瓦斯聚集區(qū)分布的位置來看，隨著埋管抽采位置深度的增大，采空區(qū)瓦斯聚集區(qū)的深度也在不斷增大，這是由于隅角埋管位置越深，對采空區(qū)瓦斯的影響范圍就越深，使得采空區(qū)瓦斯聚集區(qū)后移。同時可以注意到，不同的埋管抽采位置，對采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)深部影響較大，埋管抽采位置越深，采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)深部瓦斯?jié)舛染蜁酱?，這是由于隅角埋管深度變大，使得更多的采空區(qū)漏風(fēng)流在采空區(qū)淺部流動，減少了采空區(qū)深部的漏風(fēng)，所欲采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)深部瓦斯?jié)舛葧晕⒂兴黾?。?）不同隅角埋管抽采位置條件下進(jìn)回風(fēng)巷兩側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛茸兓蓤D4-1（e）可以看出，采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)瓦斯?jié)舛仍诓煽諈^(qū)淺部受隅角埋管位置的影響較小，當(dāng)采空區(qū)深度大于100m時，采空區(qū)進(jìn)風(fēng)巷側(cè)瓦斯?jié)舛扰c埋管抽采位置深度呈正相關(guān)。對于采空區(qū)回風(fēng)巷側(cè)大于150m區(qū)域來說，隅角埋管深度越大采空區(qū)瓦斯