正压通风对浅埋煤层漏风影响及漏风综合治理技术研究

李健威

（安徽理工大学 安全科学与工程学院,安徽 淮南 232001）

0 引言

浅埋近距离多层复杂煤层群开采过程中，上覆煤岩运移变形破坏易在本煤层及上下煤层之间形成分布范围广、空间交错复杂的采动裂隙，部分采动裂隙沟通地表，产生地表与采空区之间的漏风[1]。尤其是在综放开采条件下，采动影响大、采空区遗煤多，漏风难以控制更易引起地表裂隙贯通漏风，导致采空区具备持续供氧条件，极易引起采空区遗煤自燃，威胁矿井安全生产。因此，研究合理高效的浅埋煤层漏风治理技术对快速封堵漏风通道，减少工作面漏风，降低采空区遗煤氧化自燃的危险性至关重要。

国内外专家学者及技术人员对浅埋煤层的漏风规律及治理技术进行了大量研究和实践，取得众多成果，刘文永等[2]研究分析色连二矿12205 工作面的漏风源，提出近距离煤层群采空区漏风控制技术；万磊等[3]研究分析新集二矿2201 工作面采空区漏风流场及复杂漏风网络体系，提出综合立体漏风防控技术；郭海相等[4]总结出不同参数情况下的漏风规律，提出针对性的漏风控制技术；王超群等[5]研究分析发耳煤矿31006 工作面漏风规律，提出相应的漏风防控技术；叶庆树等[6]对神东矿区不同间距近距离煤层漏风规律进行研究，提出了采空区漏风控制措施；陈万胜等[7]基于矿井风网解算的均压通风模型，提出了浅埋深矿井采空区外部大漏风均压防治技术。

以上研究成果虽在治理采空区漏风方面取得了明显效果，但上述成果均是基于负压通风条件下研究得出，多数成果无法适用于正压通风条件下浅埋煤层的漏风治理，同时有关正压通风条件下浅埋煤层的漏风治理技术研究较少、研究不明确，难以有效指导正压通风矿井的漏风治理，且现有漏风治理手段略显单一，方式老旧，对漏风严重矿井难以达到预期治理效果。

本文以典型的浅埋正压通风矿井大柳塔煤矿活鸡兔井为工程背景，通过综合分析12 煤复杂煤层群的漏风影响因素及12下203 综放工作面的漏风方式与特点，结合矿井应用实际，提出全方位多覆盖立体式漏风治理技术，从基础优化、中间保障到末端治理，全方位多覆盖立体式治理漏风，降低了采空区漏风，确保了12 煤层的安全回采。

1 矿井概况

大柳塔煤矿活鸡兔井12 煤层复合区位于二盘区，盘区面积4.24 km2。煤层倾角1°～3°，煤层厚度9.63～10.35 m，平均煤厚10.0 m，煤层埋深76～106 m，煤的自燃倾向性为Ⅰ类容易自燃煤层，煤层顶板属于中硬岩。采用上下分层开采，“上分层综采4 m、下分层综放6 m”的开采方法，已对上分层两翼共9 个综采面进行了回采，下分层南翼的4 个工作面已回采完毕，北翼布置5 个回采工作面，正在回采。随着12 煤层下分层开采的有序推进，逐步形成了覆盖面积广、跨煤层、立体式的采空区。由于煤层埋藏浅、采高大、机械化程度高，矿井生产推进速度快，易造成采空区煤岩裂隙充分发育，形成了漏风维度多、联通复杂的漏风通道。12 煤自燃倾向性为l 类易自燃煤层，自燃倾向性强、最短自然发火期37 d，自燃发火风险高[6]。

2 浅埋煤层漏风影响因素

2.1 采动裂隙形成漏风通道

根据12 煤层的生产布局，煤层开采采用上分层综采、下分层综放的开采方法。煤层开采从上至下依次开采，当上分层回采结束后，进行下分层的开采。依据中硬岩厚煤层分层开采的垮落带高度计算经验公式[8]有：

式中:Hm为中硬岩厚煤层分层开采的垮落带高度，m；为累计开采煤层厚度，m。

根据式（1）可计算出12 煤层单层开采时垮落带高度为17.4 m，加之上下分层开采高度，在下分层开采时总垮落带高度为27.4 m。

依据中硬岩缓倾斜及近水平煤层开采时导水裂缝带高度计算经验公式[7]有：

式中：Hn为厚煤层分层开采的导水裂缝带高度，m。

根据式（2）可计算出12 煤层单层开采时导水裂缝带高度为73.2 m，剔除垮落带高度可得断裂带高度为：Hm-Hn=45.8 m。

根据以上计算，可得到12 煤层下分层开采期间工作面后方采空区竖三带分布示意，如图1 所示。

图1 12 煤层下分层开采期间采空区竖三带分布示意Fig.1 Distribution diagram of vertical three zones of goaf during layering mining of No.12 Coal Seams

上下分层层间距4 m 左右，加之下分层采用综放开采，在回采过程中开采扰动大，使上分层及下分层之间煤岩形成发育度高且不规则的裂隙，当遇有上覆坚硬覆盖层时，构成的悬臂梁结构导致采动裂隙逐渐变大变宽[9]。而漏风风阻与裂隙演变发育程度成正比关系。工作面进风巷与回风巷压差不变时，随着采动裂隙演变发育，漏风风阻减小，漏风量增大。

2.2 进风巷、回风巷漏风压差

根据流体质量方程可知，单位体积空气流动过程中的能量损失，即通风阻力与两点的漏风压差存在如下关系：

式中:hR为单位体积空气流动过程中的能量损失，即通风阻力，Pa（J/m3）；P1、P2为风流流动的起、始绝对静压，Pa；v1、v2为风流流动的起、始点平均流速，m/s；ρm为 风流的密度，m3/kg；Z1、Z2为风流流动的起、始点距基准面高程，m。

大柳塔煤矿活鸡兔井各煤层为近水平煤层，则Z1=Z2，在理想状态下同一体积的风流流经同一巷道时，各点风速保持不变，即v1=v2，则上式可简化为

由式（4）可得出，空气流动过程中两点的能量损失，即通风阻力与两点的绝对静压成正比。因此，工作面进风巷与回风巷之间的漏风压差大小，直接影响着采空区漏风的难易程度。依据通风阻力影响参数可知，由进风端头漏入采空区的漏风量与工作面进回风端头的漏风压差或漏风风阻成正比。因此，采取措施降低工作面进、回风端头的漏风压差或漏风风阻能有效减少工作面进风端头向采空区漏风[10]。

2.3 通风方式及自然风压

在浅埋煤层中由于部分漏风通道与地表裂隙联通，使得工作面的漏风主要表现形式为工作面与地表漏风。两者漏风最重要的因素之一是工作面与地表之间的能位差，在近水平煤层中，由于井下与地表存在固定高差，因此空气位能不变，工作面绝对压力和地表的大气压的差值决定漏风的方向。

式中:Pi为工作面绝对压力，Pa；P0为地表大气压，Pa；G为空气位能，Pa。

如式（5）所示，当工作面与地表能位差值大于空气位能时，风流由井下漏向地表；当工作面与地表能位差值等于空气位能时，地表不漏风；当工作面与地表能位差值小于空气位能时地表风流通过裂缝流入井下。负压通风表现为地表大气压力高于井下压力，使井下压力呈现低于地表的负压状态，从而导致地表通过漏风通道向井下采空区漏风；正压通风表现为地表大气压力低于井下压力，使井下压力呈现高于地表的正压状态，从而导致井下采空区通过漏风通道向地表漏风[11]。

自然风压对工作面的漏风也有影响，当自然风压作用方向与矿井压力作用方向相反时，漏风方向依据两者压力大小而定，当作用相同时，漏风方向表现为地表向矿井采空区漏风[6]。

3 浅埋煤层工作面开采漏风特点

3.1 工作面概述

12 煤层复合区正在开采下分层北翼煤层，布置的回采工作面为12下203 综放工作面。工作面倾向长度251.4 m、走向长度1 577.8 m，煤层埋藏深度56.0～95.9 m，采用机轨合一布置，“U”型两进一回通风方式，12下205 辅运巷、12下203 运输巷进风，12下203 辅运巷回风，计划风量1 213 m3/min，工作面布置如图2 所示。

图2 12下203 综放工作面布置Fig.2 Layout diagram of No.12L 203 fully-mechanized top-coal caving mining face

3.2 工作面漏风现状

12下203 综放工作面10 月1 日开始推采，10 月6 日顶板来压后工作面漏风达133 m3/min，随地表大量回填裂隙漏风量开始逐步降低至36 m3/min；因强矿压影响两巷道形成不同程度的裂隙，工作面漏风呈现急剧上升，最高达到159 m3/min；工作面推进至脑高补拉庙沟内时，埋深仅56 m，工作面漏风呈现大幅度上升，最高达到167 m3/min；工作面推进950 m至贯通时，漏风量保持在65 m3/min 左右。通过对回采期间122 d 的进、回风量测定，获得该工作面漏风情况，如图3 所示。

图3 12下203 综放工作面回采期间漏风量Fig.3 Air leakage during mining of No.12L 203 fully mechanized caving face

3.3 漏风方式与特点

通过对进、回风巷不同长度区域以及工作面隅角的风量进行测定；地表及井下采空区采气化验；SF6示踪气体检测等方式，分析得出12下203 综放工作面主要漏风因素如下：

1）地表塌陷裂隙漏风。12下203 综放工作面开采煤层埋深56～95.9 m，平均埋深76.0 m。在上分层开采过程中由于煤层埋藏浅，弯曲下沉带已直通地表，部分低洼地点裂隙带已与地表导通，地表塌陷发育不同程度的地表裂隙，形成直通地面的漏风通道[12]。在下分层开采过程中，上下分层间煤岩裂隙导通，采空区漏风通道直通地面。

利用SF6示踪气体对工作面漏风通道进行探查发现，12下203 综放工作面在回采期间采空区裂隙已和上分层直通地面的采动裂隙联通，采空区漏风通道已直通地面。

2）工作面开切眼与两巷道漏风。工作面初采期间，开切眼附近应力较为集中、开采压力大，且受开采扰动影响大，导致工作面开切眼附近煤岩裂隙发育较为明显，部分煤岩裂隙与相邻工作面顺槽或采空区导通，使得风流在开切眼处漏入煤岩裂隙及相邻工作面巷道或采空区内，导致此处漏风严重。

工作面两巷道的漏风主要表现为：随工作面的推进，伪顶及直接顶未有效垮落，造成工作面采空区两巷道在采空区边缘形成铰接三角区域，使得进风流中有风流流向此三角区域，且在回风时有大量风流停滞在两巷，造成回风阻力增大，引起工作面漏风增加。

3）采空区漏风。正压通风条件下，工作面采空区内的漏风流场近似呈“O”型分布[13]，具体表现为越临近采空区边界，漏风流速越大；越接近采空区中部，漏风流速越小。工作面后方采空区，漏风流速大，分布区域宽，是工作面漏风的重点区域。采空区的主要漏风区域在空间上随垂直高度的增加而逐渐变窄，在时空上近似呈“浴盆”状[14]。在实际束管监测过程中通过对O2、CO、CO2和C2H4等特征气体的定量分析可得其符合“O”型分布。

4 全方位多覆盖立体式漏风治理技术

全方位多覆盖立体式漏风治理技术以矿井通风系统为基础，通过优化简化通风系统，降低矿井或局部大漏风区域通风阻力，达到从系统上治理漏风的目的；以巷道煤岩裂隙注浆、喷浆技术、保护煤柱漏风控制技术、工作面采空区端头漏风控制技术为保障，在常规作业中消除或削弱浅埋煤层的漏风影响因素，达到动态治理漏风的目的；以局部正压漏风控制技术、水力冲缝堵漏技术、充填钻孔堵漏技术为强化手段，在针对大漏风、常规措施无法治理的情况下，进行末端治理。该技术从基础优化、中间保障到末端治理为理念，实现了全方位多覆盖立体式的漏风治理。

4.1 优化通风系统

在矿井通风系统中，地面大气从进风井进入矿内，沿井巷流动，直到从主要通风机出口再排到大气中，要克服各段井巷的通风阻力，其各段的通风阻力之和即为矿井通风总阻力hRm[15]。即式（6）

式中：hRm为矿井通风总阻力，Pa；Rj为第i段的局部风阻，Ns2/m8（kg/m7）；Rm为第i段的摩擦风阻，Ns2/m8（kg/m7）；Qi为第i段的通过风量，m³/min。

在测得矿井通风总阻力hRm和矿井总风量Q时，可测算出矿井总风阻Rm，即式（7）。

式中：hRm为矿井通风总阻力，Pa；Rm为矿井总风阻，Ns2/m8（kg/m7）；Q为矿井总风量，m³/min。

Rm为反映矿井通风难易程度的指标，Rm越大，矿井通风越困难，反之通风越容易。因此，在矿井总风量不变的情况下，降低矿井总风阻，可有效降低矿井总阻力，达到减少矿井漏风的目的[16]。

12 煤复合区回风均通过回风斜井回至地面，在保证12 煤复合区回风斜井回风风量总体不变的情况下，可通过减小其他区域通往回风斜井的回风风量，从而减小回风斜井处的通风总阻力，降低12煤复合区的回风风阻，达到减少工作面漏风的目的。

具体做法为：封闭通往回风斜井区域的无用调节口、调整区域内工作面的通风系统、控制沿线通风设施的漏风，减小其他区域回至回风斜井的回风量，使12 煤复合区回风阻力降低，减少12 煤复合区的漏风。系统优化后风量调节变化，见表1，调整后各段通风阻力变化，见表2。

表1 通风统优化风量变化Table 1 Change of optimized air volume of ventilation system

表2 通风统优化通风阻力变化Table 2 Change of ventilation resistance in ventilation system optimization

通过测定优化前后工作面漏风量及通风阻力可得：优化12 煤复合区通风系统后，12下203 综放工作面漏风量从65 m3/min 降低至34 m3/min，降低了31 m3/min，降低幅度达64.48%，进、回风阻力从1.13 Pa 降低至0.85 Pa，降低了0.28 Pa，工作面漏风得到控制。

4.2 巷道煤岩裂隙注浆、喷浆技术

巷道掘进过程中对两巷帮及顶板扰动强烈，特别是集中煤层群巷道掘进过程中，部分巷道布置在上覆采空区或巷道煤柱下时，因掘进过程中煤岩受集中应力及扰动影响，会出现不同程度的煤岩裂隙，当裂隙与相邻工作面巷或采空区导通时，风流将通过裂隙流出工作面。此时，可针对巷道内明显裂隙利用高压进行局部注浆，巷道掘进完毕后针对裂隙发育明显的巷道及时采取喷浆堵漏的方式，封堵裂隙，减少漏风[17]。

喷浆技术主要是通过高速射入混凝土，利用混凝土黏结特性，封堵密闭墙以及巷道的裂隙。同时，形成具有一定柔性的喷层可与围岩产生径向位移，形成非弹性变形区，防止围岩受二次采动影响演变新的裂隙。针对部分地点裂隙发育明显，可通过施工封堵钻孔进行局部定点注浆，应用注浆技术改善围岩的力学性能及完整性结构，实现封堵漏风通道，防止裂隙进一步演化的目的。

4.3 保护煤柱漏风控制技术

12 煤层复合区下分层北翼工作面均是综放工作面，巷道掘进均采用留顶煤掘进，布置多个辅运联巷。随着工作面推进，两巷道顶煤自然垮落在采空区中，联巷随之封闭。为防止联巷处顶煤跨落，强应力突然显现致使联巷密闭墙产生裂隙造成漏风，需提升密闭墙的质量及抗压能力，使其与巷道保护煤柱共同构成应力承载体。

结合现场测试实际，可将巷道联巷密闭内外墙的充填物由常规黄土充填替换为高强度混凝土充填，解决常规黄土充填难以有效接顶的难题，提升密闭墙承压能力。密闭墙的夹缝也是引起漏风的主要原因，在施工过程中可采用粉煤灰胶体等材料来封堵夹缝。

4.4 局部正压漏风控制技术

在正压通风系统中工作面采空区与地表之间的漏风量由两者之间的能位差决定，两者之间的能位差越大，工作面采空区与地表漏风量也越大，且工作面与地表之间能位差与采空区漏风量呈指数函数关系[8]。因此，在工作面可采用对本采空区或上覆采空区注惰性气体或液体，使采空区形成局部正压，增加漏风阻力，达到抑制井下风流通过采空区向地表漏风的目的。

4.5 工作面采空区端头漏风控制技术

采空区上覆岩层垮落呈现正三角形与倒三角形交替出现的现象[18]。在工作面的推进过程中，位于采空区跨落边缘的上、下巷道存在巷帮中上部难以填实的情况，导致工作面开采期间进风端头向采空区漏风严重。因此，可在端头支架处接入自动挡风板配合复合材料堵漏相结合的方法治理漏风。

端头支架自动挡风板是在工作面机头、机尾端头支架处加工与支架相连的挡风板，并接入端头支架控制程序中，在端头支架移架时控制挡风板收缩，当端头支架到位后自动打开并与煤帮相接；复合材料堵漏目前以珍珠岩效果最佳，珍珠岩通过吸收水分形成密实的人工临时密闭墙，起到快捷、有效的封堵端头漏风作用[19]。珍珠岩密闭墙堵漏时的布置间距：进风侧间隔50 m，回风侧间隔30 m，进风端珍珠岩密闭墙主要是防止进风端头向采空区漏风，回风端珍珠岩密闭墙主要是提高工作面风流流向采空区的漏风阻力，以减少漏风，珍珠岩密闭墙布置宽度为巷帮至采空区垮落带边缘，高度与巷道顶板接实。

4.6 水力冲缝堵漏技术

针对直通地面的漏风通道，依据SF6示踪测定结果，在地表相应位置利用水力黄土冲缝堵漏技术[20]。该技术利用高压水管的水力作用将黄土冲入地表裂隙内，实现深层次充填裂隙、达到阻断漏风闭环的效果。冲缝时土水体积比控制在1∶3～1∶5，冲缝初期时降低浆液浓度，防止裂隙中途堵塞，中后期提高浆液浓度，保证充填质量，充填量以无法冲入为止。

综合观查我国酒店内部控制机制的现状，存在问题还是很多，有些酒店虽然建有内部控制制度但却不能有效实施而成为形式，造成酒店舞弊现象严重，一些员工甚至管理人员利用管理上的漏洞，以不同方式谋取私利，甚至是大范围的集体舞弊，却不能有效及时的控制和纠正。我认为最主要的原因是：

4.7 充填钻孔堵漏技术

充填钻孔堵漏技术分为井下穿层钻孔对上覆采空区底板裂隙进行充填覆盖堵漏，以及地表钻孔对上覆采空区和层间煤岩充填堵漏。

井下穿层钻孔充填覆盖堵漏是使浆液顺着上覆采空区底板流入因下覆采动引起的层间裂隙内，达到封堵裂隙的效果。具体做法为：在井下工作面上、下顺槽或其他合适位置施工穿层钻孔至上覆采空区，施工角度以斜切45°为宜，利用井下移动注浆装置配合三相泡沫进行注浆覆盖堵漏，井下穿层钻孔充填覆盖堵漏如图4 所示。

图4 井下充填钻孔堵漏Fig.4 Schematic diagram of underground filling and drilling for plugging

地表钻孔充填堵漏是在地表至工作面上覆岩层间形成人工局部隔断带，达到阻断漏风通道的目的。具体做法；在工作面开切眼、工作面中部、回撤通道处施工从地表至工作面上覆岩层间的充填钻孔，钻孔与工作面平行布置，通过向充填钻孔内灌注水泥、粉煤灰等充填材料在工作面上覆岩层至地表之间形成局部隔断带，隔断大范围的漏风通道，达到减低工作面漏风的目的，地表充填钻孔堵漏示意如图5 所示，钻孔充填量以注不进去为止，充填材料须具备阻燃性、安全性及环保性要求[9]。

图5 地表充填钻孔堵漏示意Fig.5 Schematic diagram of surface filling drilling for plugging

5 效果分析

通过在12 煤复合区利用全方位多覆盖立体式漏风治理技术，12下203 综放工作面在回采期间漏风得到明显改善，漏风测定结果，如图6 所示。

图6 12下203 综放工作面治理后回采期间漏风量Fig.6 Air leakage diagram during mining after treatment of No.12L 203 fully-mechanized caving mining face

测定结果得出：回采期间工作面的漏风从初采期间的55～70 m3/min 降低至6～20 m3/min，综合降低幅度达80.3%，且大部分时间工作面漏风低于15 m3/min。

图7 12下203 综放工作面进风巷道上覆采空区CO、O2 体积分数Fig.7 CO and O2 concentrations in the overlying goaf of the air inlet roadway of No.12L 203 fully-mechanized caving mining face

图8 12下203 综放工作面回风巷道上覆采空区CO、O2 体积分数Fig.8 CO and O2 concentrations in the overlying goaf of the return air roadway of the No.12L 203 fully-mechanized caving mining face

监测数据表明：回采期间，进风巷道上覆采空区的CO 体积分数为0，O2体积分数存在较大波动，但基本维持在6.2%左右；回风巷道上覆采空区的CO体积分数基本维持在0，最大体积分数不超过4×10-6，O2体积分数基本维持在8.0%左右，进、回风巷道上覆采空区CO、O2体积分数均在正常范围内，上覆采空区遗煤氧化自燃的危险性明显减小，下覆工作面的漏风得到有效控制。

因此，证明全方位多覆盖立体式漏风治理技术，可以有效治理正压通风条件下浅埋近距离煤层群工作面的漏风，可极大降低采空区自然发火的危险性，确保工作面的安全回采。

6 结论

1）以典型的正压通风浅埋深矿井大柳塔煤矿活鸡兔井为例，总结分析得出正压通风条件下浅埋煤层的漏风影响因素主要表现为：采动裂隙构成的漏风通道、正压通风形成的漏风压差、通风方式及自然风压作用；工作面开采过程中的漏风特点主要体现为：地表塌陷裂隙漏风、工作面开切眼与两巷道漏风以及采空区漏风。

2）针对正压通风条件下浅埋煤层的漏风影响因素及工作面漏风特点，提出全方位多覆盖立体式漏风治理技术，该技术以优化通风系统为基础，以巷道煤岩裂隙注浆、喷浆技术、保护煤柱漏风控制技术、工作面采空区端头漏风控制技术为保障，以局部正压漏风控制技术、水力冲缝堵漏技术、充填钻孔堵漏技术为强化手段，从基础优化、中间保障到末端治理为理念，进行全方位多覆盖立体式的漏风治理。

3）在大柳塔煤矿活鸡兔井12 煤层及12 下203综放工作面应用全方位多覆盖立体式漏风治理技术，使工作面回采期间的漏风从初采期间的55～70 m3/min 降低至6～20 m3/min，综合降低幅度达80.3%，且大部分时间工作面漏风低于15 m3/min；进、回风巷道上覆采空区CO 浓度基本为0，O2浓度在正常范围内，有效减少了12下203 综放工作面的漏风，降低了采空区自然发火的危险性，保证了12下203 综放工作面及12 煤复合区的安全回采。

4）全方位多覆盖立体式漏风治理技术从基础优化、中间保障到末端治理循序渐进，逐步达到治理漏风的目的，并在典型的正压通风矿井成功应用，证实此技术能有效治理漏风，可为相似矿井的漏风治理提供技术参考。