高瓦斯易自燃煤层瓦斯与自燃复合致灾机理研究

杨胜强,秦 毅,孙家伟,蒋春林,伦嘉云

(1.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏徐州 221116;2.中国矿业大学安全工程学院,江苏徐州 221116;3.中国矿业大学煤矿瓦斯与火灾防治教育部重点实验室,江苏徐州 221116)

高瓦斯易自燃煤层瓦斯与自燃复合致灾机理研究

杨胜强1,2,3,秦 毅1,2,3,孙家伟1,2,3,蒋春林1,2,3,伦嘉云1,2,3

(1.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏徐州 221116;2.中国矿业大学安全工程学院,江苏徐州 221116;3.中国矿业大学煤矿瓦斯与火灾防治教育部重点实验室,江苏徐州 221116)

为解决高瓦斯易自燃煤层安全生产过程中的关键难题,结合阳泉矿区石港矿实际情况,利用实验室试验、理论分析和现场实测相结合的方法对高瓦斯易自燃煤层瓦斯与自燃复合致灾机理进行研究。结果表明:高瓦斯易自燃煤体在含瓦斯风流不同瓦斯体积分数条件下,氧化产物总体上呈现“滞缓效应”,而在等温条件下,随着CH4体积分数的增加煤自燃氧化产物总体上呈现“抑制效应”;立体抽采条件下采空区漏风使得自燃“三带”范围变宽,同时利用高抽巷和尾巷CO体积分数可进行采空区自然发火预测,将自然发火划分为两个阶段;高瓦斯易自燃采空区立体抽采条件下散热带可采用氧气氮气体积比等于0.221来进行划分,自燃带仍可采用氧气体积分数5%来进行划分。

高瓦斯易自燃煤层;滞缓效应;抑制效应;自然发火预测;自燃“三带”

矿井瓦斯和煤自燃事故严重威胁煤矿安全高效开采,特别是矿井瓦斯和煤层自燃并存时,对于矿井生产以及人员安全构成了双重威胁,往往在解决瓦斯的同时,由于瓦斯抽采和瓦斯排放所带来的破裂煤体和采空区漏风引起破裂煤体和采空区遗煤自燃,并且煤体自燃又成为瓦斯燃烧和瓦斯爆炸的引火源,不仅严重影响瓦斯安全抽采和安全排放,而且还成为矿井生产的巨大危险源;反过来,在防治自燃过程中,所采取的采空区和煤体封堵,减少漏风,以及松散煤体灌注防灭火黄泥胶体形成隔离带等措施,均不利于卸压瓦斯抽采和采空区瓦斯排放。因此,在采取防治煤层自燃措施中,兼顾卸压瓦斯抽采和采空区瓦斯排放,在瓦斯抽采和瓦斯排放过程中,兼顾松散煤体和采空区漏风控制防治自燃火灾,成为同时存在瓦斯和自燃灾害矿井实现安全生产的关键难题。

阳泉矿区石港矿所采14号、15号煤层均属高瓦斯易自燃煤层,其工作面采用“U+I+高抽巷”立体抽采巷道布置方式,在瓦斯综合治理方面取得了很好的效果[1]。但高抽巷的开拓,对上覆岩层进行了区域性卸压,使周围岩体松动,引发裂隙发育。随着工作面不断推进,采空区及上覆岩层裂隙形成横向及纵向变化,致使采空区在工作面通风负压和抽放负压条件下,形成复杂的多源多汇漏风通道和较大的漏风强度,使采空区遗煤供氧充分,增加了采空区遗煤自然发火危险性[2]。笔者结合阳泉矿区石港矿实际情况,利用实验室试验、理论分析和现场实测相结合的方法对高瓦斯易自燃煤层瓦斯与自燃复合致灾机理进行研究,对高瓦斯易自燃煤层瓦斯治理和自然发火防治具有重要的现实意义。

1 高瓦斯易自燃煤层自燃特性实验研究

对高瓦斯易自燃采空区而言,漏风流进入采空区后,与采空区瓦斯发生传质作用,使得采空区漏风流中含有一定量的瓦斯,采空区遗煤在这种含瓦斯风流作用下氧化升温[3],为了更加客观准确地研究高瓦斯采空区遗煤自燃氧化特性,利用自行研制的含瓦斯风流条件下煤低温氧化实验装置[4],现场采集15号煤层井下新鲜煤样,设置了A,B两组实验,见表1。

设置程序控温箱升温速率(1℃/min)和最终温度[5],实时记录热电偶温度数据,并采集煤自燃氧化产物的气样,利用GC-4000A气相色谱仪进行分析,选取煤自燃氧化产物CO,CO2,C2H4作为研究对象,各实验方案CO,CO2,C2H4体积分数随温度的变化曲线如图1所示。

表1 煤自燃程序升温实验方案Table 1 Experim ental program of coal spontaneous com bustion tem perature programmed%

由图1可知,在含不同体积分数CH4(或N2)的混气条件下,CO,CO2,C2H4等气体的产生均有一定的规律,表现为以下几个方面:

(1)混气中CH4(或N2)体积分数的增加导致O2稀释,氧化产物体积分数随混气中CH4(或N2)体积分数的增加呈下降趋势,O2体积分数大于18%、温度小于150℃时,氧化产物生产量差异较小,当温度超过150℃后,氧化产物生产量差异逐步增加,表明18%～21%的氧气体积分数对煤自燃的抑制作用相对较小,对于易自燃煤体,自燃仍较容易发生;O2体积分数在10%～16%时,CO,CO2氧化产物的生产量明显降低,表明该阶段氧气体积分数对煤自燃的抑制作用相对较大;在O2体积分数小于8%时,CO,CO2氧化产物的生产量显著降低,表明该阶段氧气体积分数对煤自燃的抑制作用很大。

图1 氧化产物体积分数随温度的变化曲线Fig.1 Product concentration curveswith temperature

(2)不同瓦斯体积分数使得氧化产物CO,C2H4生成的初始温度不同,随着CH4体积分数的增加, CO,C2H4生成的初始温度逐渐升高,总体上呈现“滞缓效应”,即:混气中CH4含量越低,对应的氧气体积分数越高,氧化产物生成的初始温度也越低,生成的时间越早;混气中CH4含量越高,对应的氧气体积分数越低,氧化产物生成的初始温度也越高,生成的时间越迟。CH4体积分数为0～10%时,CO生成的初始温度为45℃左右,C2H4生成的初始温度为75℃左右;CH4体积分数为26.51%时,CO生成的初始温度为72℃,C2H4生成的初始温度为90℃;而CH4体积分数为61.9%时,CO生成的初始温度为105℃, C2H4生成的初始温度为180℃,“滞缓效应”较为明显。

(3)混气中CH4体积分数越低,对应的氧气体积分数越高,氧化产物生成量越大;混气中CH4体积分数越高,对应的氧气体积分数越低,氧化产物生成量越少。由此表明,混气中的CH4含量从整体上抑制了煤体自燃氧化产物的生成,呈“抑制效应”。

因此可以得知:在高瓦斯矿井采空区自燃带、煤巷高冒区、封闭火区等自燃危险区域,由于高体积分数的瓦斯导致煤自燃氧化产物生成的初始温度相对滞缓,如果按常规条件下煤自燃指标气体生成规律与温度的关系来预测煤自燃进程,就会造成预报延迟甚至误判,贻误自然发火防治的最好时机。

2 抽采条件下采空区漏风及自然发火预测

2.1 抽采条件下采空区漏风

2.1.1 采空区漏风实测分析

阳泉矿区石港矿采用独特的高抽巷瓦斯抽采技术,取得了良好的效果,但是采空区下部岩层垮落导致上部岩层破断,裂隙扩散到上邻近层[6],邻近层14号煤层瓦斯涌入高抽巷,但是随着工作面推进和高抽巷抽采瓦斯,上邻近层的瓦斯压力得到释放,高抽巷开始抽到来自本煤层采空区的气体[7]。因此,设高抽巷中气体单位质量中本煤层采空区气体体积分数为x,高抽巷中来自上邻近层原始瓦斯气体体积分数为y,注入氮气遗留下的氮气体积分数为z,于是可得以下质量守恒方程。

式中,φc(O2),φc(CH4),φc(N2),φc(CO)分别为采空区O2,CH4,N2,CO体积分数,%;φg(O2),φg(CH4), φg(N2),φg(CO)分别为高抽巷O2,CH4,N2,CO体积分数,%;φy(CH4),φy(N2)分别为邻近层原始CH4, N2的体积分数,%;φz(N2)为采空区注氮时N2体积分数,%。

选择阳泉矿区石港矿15101工作面所测数据,以高抽巷抽放数据为突破口,以工作面和采空区的气样体积分数为基础,来分析采空区的氧气消耗和漏风量。邻近层的原始瓦斯气体成分取高抽巷中测得的最高瓦斯体积分数气样[8],本煤层采空区气体根据采空区埋管气体取样分析得到,其测点布置如图2所示,根据现场实际得出主要成分为CH4,O2,N2,CO, CO2等,分析工作面条件相对稳定时间内采空区测点27个气样数据和高抽巷气样数据,见表2。

高抽巷在取样期间的抽采混合总量为1 573 m3/ min,平均每天的混合量为174.8 m3/min,抽采的纯瓦斯总量为937.25 m3/min,平均每天的纯瓦斯抽采量为104.14 m3/min。同时将表2数据代入式(1)～(4),得高抽巷中抽到的气体中来自本煤层采空区气体的体积分数为(表中的数据均是平均值,计算所得为高抽巷中抽到气体中来自本煤层采空区气体的平均体积分数)x-=0.343 4,高抽巷抽到采空区气体混合量为60.026 m3/min;高抽巷中来自上邻近层原始瓦斯气体体积分数为y-=0.589 3,高抽巷来自邻近层气体混合量为104.58 m3/min;注氮遗留下的氮气的体积分数为z-=0.047 8。

图2 取样观测系统Fig.2 Sampling observing system

2.1.2 采空区漏风数值模拟

为了直观地对采空区漏风规律进行观察和研究,利用CFD模型[9-12],对石港15101工作面立体抽采条件下的漏风规律进行了数值模拟,得到了采空区风流矢量图,如图3所示。

表2 阳泉矿区石港矿各部分气样数据Table 2 Various parts gas sam p le data of Shigang M ine in Yangquan%

图3 采空区风流矢量图Fig.3 Vector diagram of air in goaf

从数值模拟结果可以看出:

(1)采空区的漏风速度在竖直方向上有明显的界限,垮落带的采空区气体流动速度明显高于断裂带的气体流动速度。

(2)立体瓦斯抽采条件下,采空区气体在多种动力作用下比较凌乱,但流动总体可分为两部分:一是以高抽巷负压导致的采空区深部气体流动;另一个是以内错尾巷和回风巷导致的采空区近部的工作面漏风。在内错尾巷和回风巷的双重作用下,工作面在回风侧采空区的漏风比一般工作面要大很多,而由于高抽巷的作用,使得整个工作面漏入采空区风量也要大很多。

从实测和数值模拟的结果来看,立体抽采条件下采空区漏风规律如图4所示。

图4 采空区漏风示意Fig.4 Schematic of goaf breathing

通过图4可以看出,在这种情况下,采空区漏风分为两部分:

(1)采空区浅部漏风。由于进风巷和回风巷、尾巷之间的压差导致的采空区漏风,这部分漏风主要影响的是采空区靠近工作面附近的区域。随着工作面推进,由于进风巷和回风巷、尾巷之间的压差引起的漏风将逐渐减弱。

(2)采空区深部漏风。由于高抽巷和工作面之间的压差导致的,风流从工作面漏入采空区,到达采空区深部,进而进入高抽巷抽采系统中。

因此,可以得出,如果采空区只受到第1部分漏风的影响,随着采空区深度的加深,采空区内的风流会越来越弱,遗煤低温氧化和物理吸附会使得采空区气体成分中的氧气不断消耗,而遗煤的瓦斯涌出也会侵占氧气在采空区气体中的百分比,从而使采空区深部的气体中氧体积分数会逐渐降低,形成窒息带。但是由于高抽巷的作用使得深部采空区气体被抽入高抽巷系统,而采空区浅部的气体会不断的流入采空区的深部,不断补充中深部采空区气体中的氧气含量,使得深部采空区氧气体积分数维持在相对较高而且稳定的水平,从而不能形成窒息带。高抽巷抽采瓦斯量越大,采空区的窒息带就被高抽巷向采空区深部“抽”得越远。

2.2 抽采条件下采空区自然发火预测

目前,将本煤层采空区CO含量作为采空区自然发火危险的一个重要指标,能够及时反映采空区自燃情况和危险[13-14],但是,在工作面正常回采过程中,采空区的气样难以获取,利用采空区气样成分的变化指导现场的采空区自燃防治很困难。然而,通过前面采空区漏风分析,可以根据高抽巷中出现CO气体的变化规律,判别高抽巷是否抽到了来自于本煤层采空区的漏风流。因此,在工作面正常回采过程中,可以通过分析高抽巷的气体成分来代替本煤层采空区CO分析来预测采空区自然发火,由于这部分漏入高抽巷的采空区气体主要来自采空区深部,因此可用该方法来预测采空区深部的自然发火危险。尾巷和工作面或者采空区之间并没有明显的空隙和通道相连,因此其来自采空区的风量主要是通过破碎煤岩的裂隙进入尾巷,这部分通过采空区裂隙进入尾巷的风量为尾巷的实际风量或者尾巷漏风量。如果尾巷都是这部分风流,就会导致尾巷的CH4体积分数过高,因此采用风筒送风的方式,稀释尾巷内的CH4,但是稀释前后的瓦斯量的大小相等。同时,尾巷的实际风量来自于浅部采空区,尤其是易于自燃的14号煤层所在采空区,在近距离采空区尤其是14号煤层中发生自燃,在尾巷中最容易出现CO升高,因此利用尾巷的气样分析CO来预测采空区浅部自燃是非常方便而行之有效的方法。所取气样应该是尾巷端头的气样,而尾巷端头与采空区紧密连接,顶底板不稳定,O2体积分数低,采集过程有一定危险性,因此可以测得尾巷安全段的CO体积分数和风量及总风量,在风量基本一定的情况下,尾巷的实际风量也就是采空区漏入尾巷的风量基本稳定,可以通过计算得出尾巷端头气样CO的体积分数及在尾巷实际风量下的CO体积分数,根据质量守恒,可得如下守恒方程。

瓦斯质量守恒:

式中,φwd(CH4),φwd(CO)分别为尾巷端头瓦斯和CO体积分数,%;Qwl为尾巷漏风量,m3/min;φwp(CH4), φwp(CO)分别为尾巷平均瓦斯和CO2体积分数,%; Qwf为尾巷风量,m3/min。

因此,通过式(4)～(6)可分别得出采空区深部和浅部的CO体积分数,即

式中,φsc(CO)为深部采空区CO体积分数,%; φqc(CO)为浅部采空区CO体积分数,%。

根据15101工作面高抽巷和尾巷实测数据,用式(7),(8)推得采空区深部和浅部的CO体积分数,结果见表3。

表3 高抽巷和尾巷气样体积分数和计算所得数据Table 3 Data sheet of high drainage roadway and tail roadway gas sam p le concentrations and calculated%

对比高抽巷和尾巷实测数据和计算所得采空区CO体积分数,可以排除其他干扰因素的作用,从而直观地反映出采空区自然发火危险性。理论推导得出的采空区深部CO体积分数是高抽巷CO体积分数的1.5～2.0倍,而理论推出的采空区浅部CO体积分数是尾巷CO体积分数的3.5倍左右。综合上述分析和煤层自燃特性实验,可将采空区自然发火危险性划分为2个阶段:

(1)采空区低温氧化阶段。

在这个阶段,尾巷和高抽巷开始有一定量的CO,采空区遗煤存在低温氧化区域,采空区的自然发火危险性和所测到的深部采空区CO体积分数和浅部采空区CO成正比变化。

(2)采空区自然发火危险阶段。

φg(CO)≥0.007 5%或者φwd(CO)≤0.006 5%

当高抽巷CO体积分数达到0.007 5%或者尾巷CO体积分数达到0.006 5%时,说明采空区的浮煤自燃氧化已经达到一定程度,可以判定采空区内部已经存在一定范围的高温区域,当采空区浮煤进入自然发火危险阶段时,必须减少瓦斯抽采量和工作面供风量,同时采取采空区注氮和注阻化泡沫等技术手段,控制采空区自燃氧化进一步的发展。如果不采取措施,采空区的自然发火危险将会迅速增加,遗煤高温区域也将进一步扩大。在开采过程中,应该尽量使采空区自然发火危险保持在第1阶段。

可以看出,深部采空区CO体积分数和浅部采空区CO体积分数可以直接而迅速地反映出阳泉矿区石港矿立体抽采条件下的采空区自然发火危险性。这两个值越大,自然发火危险性越高。在实际开采过程中,应不断监测工作面数据,观察这两个值的变化,当这两个值上升速度非常快的时候必须采取相应的措施,防止自然发火危险程度进一步恶化。

3 高瓦斯易自燃采空区自燃“三带”划分

自燃“三带”的划分通常有3个标准,即采空区漏风风速、氧气体积分数和温度分布[15-16],其中漏风风速指标和氧气体积分数指标是一致的,两者都反映了采空区漏风强度大小,而采空区漏风风速实测很难实现,于是采用氧气体积分数指标来进行自燃“三带”划分是目前工程实践中最常用的方法。石港矿高瓦斯易自燃采空区中,采空区漏风与煤层中解析出的瓦斯经过一系列传质作用后,使采空区各气体体积分数发生了变化。如果按照目前“三带”划分方法划分高瓦斯易自燃采空区自燃“三带”,则漏风风速指标所得结果与没有瓦斯涌出时所得结果一致,而此时瓦斯涌出使得采空区氧气得到稀释,氧气体积分数较没有瓦斯涌出时变小。因此,应消除瓦斯对采空区自燃“三带”划分影响,建立高瓦斯易自燃采空区自燃“三带”划分方法。

3.1 散热带划分

实测阳泉矿区石港矿不同采空区气体成分平均数据,见表4,可以看出:15108工作面采空区瓦斯体积分数要高出15101工作面1倍左右,虽然他们的氧气体积分数差不多,但是15108工作面的氧气氮气体积分数比却比15101工作面的高0.015,氮气体积分数则要低近4%。因此,采用氧氮气体积比指标可以比较准确地反映高瓦斯易自燃采空区遗煤氧化强度,氧氮气体积比降低说明氧气消耗增大,该区域的自然发火危险程度高,而单纯的氧气体积分数降低有可能是因为这一区域的遗煤氧化强度增加,也有可能是瓦斯涌出导致氧气体积分数降低,氧氮体积比就是消除瓦斯涌出影响而由遗煤氧化强度增加导致氧气体积分数下降的体现。

表4 阳泉矿区石港矿不同采空区氧氮气体积比Table 4 Oxygen-nitrogen ratio in d ifferent goaf of Shigang M ine in Yangquan

一般采空区气体中,散热带的氮气、氧气和瓦斯体积分数总和为99.5%左右[17],且散热带中瓦斯体积分数几乎保持不变,其中,在没有瓦斯涌出时,氧气体积分数为18%,氮气体积分数约为81.5%,氧气氮气体积分数之比为0.221;在有瓦斯涌出时,瓦斯涌出导致氧气体积分数和氮气体积分数同时降低,但氧与遗煤低温氧化受瓦斯涌出影响使得氧气体积分数降低值小于2.96%,且低温氧化产生的CO和CO2几乎可以忽略不计,氧气氮气体积分数比基本仍为0.221。因此,就高瓦斯易自燃采空区,散热带划分标准为氧气氮气体积分数比为0.221,而不是传统的氧气体积分数18%,选取图2所示进、回风两侧测点实测数据,对其进行处理,则进、回风两侧各测点氧气氮气体积分数比随工作面推进距离变化规律如图5所示,可以看出,15101工作面进风侧散热带范围为距离工作面80 m左右,回风侧散热带范围为距离工作面45 m左右。

图5 进、回风两侧各测点氧气氮气体积分数比随工作面推进距离变化规律Fig.5 Inlet and return airmeasurement points on each side of the oxygen from nitrogen ratio with variation of face advance

3.2 自燃带划分

高抽巷瓦斯抽采和工作面尾巷风排瓦斯效果都受采场上覆岩层垮落和破断形态影响[18],而采空区自燃“三带”与采场上覆岩层垮落和破断形态具有一定的对应关系[19],因此,选取上覆岩层进入相对稳定垮落阶段且通风系统相对稳定时15101采空区回风侧测点实测数据,则随着采空区深度变化采空区气样体积分数的变化情况如图6所示。

图6 采空区气样体积分数和深度的关系Fig.6 Relationship gas samples concentration and depth of goaf

从图6可以看出,15101工作面在其他因素不变,稳定开采情况下,采空区深度在55 m到98 m之间43 m的范围内气体成分尤其是氧气基本维持相对稳定,从自燃性氧气体积分数来说,采空区深度的增加,氧气体积分数并不会有很大的降低,出现这种情况的原因主要是采空区浅部和深部漏风所致。因此,在阳泉矿区“一面四巷”立体抽采情况下,采空区自燃带应延伸至高抽巷失去抽采作用的采空区深部并加一段距离,也就是在高抽巷基本闭合以后再加一定深度用于消耗残留氧气的采空区位置。根据阳泉矿区石港矿所得科研结论[20]:高抽巷的作用区段为工作面后部40～140 m。其中对于下部采空区的漏风影响的主要作用区段为80～120 m,主要是由于在该部分区域上覆岩层破断比较充分,而高抽巷断面的有效面积还足以维持比较顺利的瓦斯抽采。考虑到高抽巷距离15号煤层的距离,高抽巷瓦斯抽采对于下部采空区的影响区域可以延伸至采空区深部约170 m左右,由此推测,自燃带延伸至采空区深度约220～230 m处,瓦斯作为一种窒息性气体,对煤自燃起抑制作用,使得在氧气体积分数小于5%时,煤自燃将无法直接进行。因此,自燃带仍可采用氧气体积分数5%来进行划分。

综合上述分析,则石港15101工作面采空区自燃“三带”分布如图7所示。

图7 采空区自燃“三带”分布Fig.7 Distribution of spontaneous combustion“three zone”in goaf

4 结 论

(1)高瓦斯易自燃煤体在含瓦斯风流不同瓦斯体积分数条件下,氧化产物CO,C2H4生成的初始温度不同,总体上呈现“滞缓效应”,而在等温条件下,随着CH4体积分数的增加煤自燃氧化产物CO,CO2, CH4的生成量逐渐减少,总体上呈现“抑制效应”。

(2)“一面四巷”立体抽采条件下,进风巷和回风巷、尾巷之间的压差导致采空区浅部漏风,高抽巷和工作面之间的压差导致采空区深部漏风,使得采空区窒息带被抽的更远,自燃“三带”范围变宽。

(3)通过现场实测、数据分析和理论推导,利用高抽巷CO体积分数和尾巷CO体积分数可进行采空区发火预测,且被划分为两个阶段。

(4)立体抽采条件下高瓦斯易自燃采空区自燃“三带”划分,散热带划分标准应采用消除瓦斯影响的氧气氮气体积比等于0.221来进行划分,而不是传统的氧气体积分数18%,自燃带仍可采用氧气体积分数5%来进行划分。

[1] 游 浩,李宝玉,张福喜.阳泉矿区综放面瓦斯综合治理技术[M].北京:煤炭工业出版社,2008.

[2] 吕文陵,杨胜强,徐 全,等.高瓦斯矿井孤岛综放采空区遗煤自燃综合防治技术[J].中国安全生产科学技术,2010,5(6): 60-66.

LüWenling,Yang Shengqiang,Xu Quan,etal.Prevention and extinguishment technology of spontaneous combustion for isolated island fullymechanized caving goaf in high-gasmine[J].Journal of Safety Science and Technology,2010,5(6):60-66.

[3] 宋万新,杨胜强,蒋春林,等.含瓦斯风流条件下煤自燃产物CO生成规律的实验研究[J].煤炭学报,2012,37(8):1320-1324.

Song Wanxin,Yang Shengqiang,Jiang Chunlin,et al.Experimental research on the formation of CO during coal spontaneous combustion under the condition of methane-contained air flow[J].Journal of China Coal Society,2012,37(8):1320-1324.

[4] 宋万新.含瓦斯风流对煤自燃氧化特性影响的理论及应用研究[D].徐州:中国矿业大学,2012.

[5] 王德明.矿井火灾学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2008.

[6] 褚廷湘,余明高,杨胜强,等.瓦斯抽采对U+Ⅱ型近距离煤层自燃的耦合关系[J].煤炭学报,2010,35(12):2082-2087.

Chu Tingxiang,Yu Minggao,Yang Shengqiang,et al.Coupling between gas drainage and spontaneous combustion aboutclose distance coal seams in U+Ⅱtype workface[J].Journal of China Coal Society,2010,35(12):2082-2087.

[7] 褚廷湘,刘春生,余明高,等.高位巷道瓦斯抽采诱导浮煤自燃影响效应[J].采矿与安全工程学报,2012,29(3):421-428.

Chu Tingxiang,Liu Chunsheng,Yu Minggao,et al.Influential effect on spontaneous combustion of float coal induced by gas extraction in upper roadway[J].JournalofMining&Safety Engineering,2012,29 (3):421-428.

[8] 褚廷湘,余明高,杨胜强,等.煤岩裂隙发育诱导采空区漏风及自燃防治研究[J].采矿与安全工程学报,2010,27(1):87-93.

Chu Tingxiang,Yu Minggao,Yang Shengqiang,et al.Air leaking induced bywell developed coal fracturesand prevention of spontaneous combustion in goaf[J].Journal of Mining&Safety Engineering, 2010,27(1):87-93.

[9] 徐 全,杨胜强,王 成,等.立体抽采下采场瓦斯流动规律及模拟[J].采矿与安全工程学报,2010,27(1):62-66.

Xu Quan,Yang Shengqiang,Wang Cheng,et al.Numerical simulation of gas flow law in stope under stereo gas drainage[J].Journalof Mining&Safety Engineering,2010,27(1):62-66.

[10] Ren T X,Edwards JS,Jozefowicz R R.CFD modeling ofmethane flow around longwall coal faces[A].Proceedings of the6th International MineVentilation Congress[C].Pittsburgh,1997:17-22.

[11] 杨胜强,徐 全,黄 金,等.采空区自燃“三带”微循环理论及漏风流场数值模拟[J].中国矿业大学学报,2009,38(6):769-773.

Yang Shengqiang,Xu Quan,Huang Jin,et al.The“three zones”microcirculation theory of goaf spontaneous combustion and a numerical simulation of the air leakage flow field[J].JournalofChina University of Mining&Technology,2009,38(6):769-773.

[12] 杨胜强,张枚润,王大强.瓦斯立体抽采系统中采空区漏风实测及模拟研究[J].煤炭科学技术,2013,41(3):63-65.

Yang Shengqiang,Zhang Meirun,Wang Daqiang.Study on goaf air leakagemeasurement andmodeling of3D-Gas drainage system[J].Coal Science and Technology,2013,41(3):63-65.

[13] 褚廷湘,杨胜强,于宝海,等.实测采空区温度和气体成分的自然发火“三带”范围确定[J].煤矿安全,2008,39(10):7-10.

Chu Tingxiang,Yang Shengqiang,Yu Baohai,et al.Research on“three-zone”of spontaneous combustion by measuring temperature and gas consistency in goaf[J].Safety in Coal Mines,2008,39 (10):7-10.

[14] 蒋春林,杨胜强,宋万新,等.煤氧化过程中指标性气体的确定[J].煤矿安全,2012,43(10):185-187.

Jiang Chunlin,Yang Shengqiang,Song Wanxin,et al.Determination of index gas in coal oxidation process[J].Safety in Coal Mines, 2012,43(10):185-187.

[15] 杨胜强,张人伟,邸志乾,等.综采面采空区自燃“三带”的分布规律[J].中国矿业大学学报,2000,29(1):93-96.

Yang Shengqiang,Zhang Renwei,Di Zhiqian,et al.Distribution regularity of spontaneous combustion“three zone”in goaf of fully mechanized coal faces[J].Journal of China University of Mining& Technology,2000,29(1):93-96.

[16] 李宗翔,吴 强,王志清.自然采空区耗氧-升温的区域分布特征[J].煤炭学报,2009,34(5):667-672.

Li Zongxiang,Wu Qiang,Wang Zhiqing.Distribution characteristic of remaining coal oxygen consumption and spontaneous combustion heating-up in goaf[J].Journal of China Coal Society,2009,34 (5):667-672.

[17] 宋万新,杨胜强,徐 全.基于氧气体积分数的高瓦斯采空区自燃“三带”的划分[J].采矿与安全工程学报,2012,29(2):271-276.

Song Wanxin,Yang Shengqiang,Xu Quan.Division of spontaneous combustion“three-zone”in high-gas goaf based on oxygen concentration[J].Journal of Mining&Safety Engineering,2012,29(2): 271-276.

[18] 屈庆栋,许家林,钱鸣高.关键层运动对邻近层瓦斯涌出影响的研究[J].岩土力学与工程学报,2007,26(7):1478-1484.

Qu Qingdong,Xu Jialin,Qian Minggao.Study on influences of emissions of adjacent layers[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2007,26(7):1478-1484.

[19] 杨永良,李增华,陈奇伟,等.利用顶板冒落规律研究采空区自燃“三带”分布[J].采矿与安全工程学报,2010,27(2):205-209.

Yang Yongliang,Li Zenghua,Chen Qiwei,et al.The study of distribution of spontaneous combustion“three-zone”in gob using the law of the roof caving[J].Journal of Mining&Safety Engineering, 2010,27(2):205-209.

[20] 阳泉煤业有限责任公司.阳泉矿区煤与瓦斯安全高效共采技术研究[R].阳泉:2010.

Research on coup ling hazard m echanism ofm ine gas and coal fire for a gassy and high spontaneous combustion propensity coal seam

YANG Sheng-qiang1,2,3,QIN Yi1,2,3,SUN Jia-wei1,2,3,JIANG Chun-lin1,2,3,LUN Jia-yun1,2,3

(1.State Key Laboratory ofCoal Recourse and Safe Mining,China University ofMining&Technology,Xuzhou 221116,China;2.Faulty ofSafety Engineering,China University ofMining&Technology,Xuzhou 221116,China;3.Key Laboratory ofGas and Fire Control for Coal Mines,China University ofMining &Technology,Xuzhou 221116,China)

In order to resolve the key safety problems existed in the coal extraction in a gassy and high spontaneous combustion propensity coal seam,based on the mining condition in Shigang Mine in Yangquan coal field,this paper studied on the coupling hazardmechanism ofmine gas and coal fire for a gassy and high spontaneous combustion propensity coal seam by combining usages of experimental investigations,theoretical analysis and on-site measurements.The results show that under the conditions of air flow with variousmine gas concentrations,the oxidation products show the“stagnancy effect”in general;and the“inhibitory effect”of oxidation products is taken place as increasing the CH4concentration can be observed when given the isothermal conditions.The stereoscopic gas drainage plan can change the air leakage pattern in themine gob which also results in varying the widths of coal spontaneous combustion“three-zone”.Meantime,by combing using the analyses of CO concentrations both in high-level drainage roadway and in tailgate road to predict the spontaneous combustion in the“three-zone”,two distinguished stages can be identified.The ration of 0.221 of oxygen to nitrogen can be used to be divided thermal zone for high gas and combustible goaf, spontaneous combustion zone with oxygen concentration of 5%can still be used to be divided.

high gas and combustible coal seam;stagnancy effect;inhibitory effect;spontaneous combustion prediction;spontaneous combustion“three-zone”

TD75

A

0253-9993(2014)06-1094-08

杨胜强,秦 毅,孙家伟,等.高瓦斯易自燃煤层瓦斯与自燃复合致灾机理研究[J].煤炭学报,2014,39(6):1094-1101.

10.13225/j.cnki.jccs.2013.1013

Yang Shengqiang,Qin Yi,Sun Jiawei,etal.Research on coupling hazard mechanism ofmine gas and coal fire for a gassy and high spontaneous combustion propensity coal seam[J].Journal of China Coal Society,2014,39(6):1094-1101.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1013

2013-07-14 责任编辑:毕永华

国家自然科学基金资助项目(51174198);中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主课题资助项目(SKLCRSM11X01)

杨胜强(1964—),男,贵州铜仁人,教授,博士生导师。通讯作者:秦 毅(1988—),男,甘肃会宁人,硕士。E-mail:qinyicumt@ yeah.net