0 引 言
煤炭自然发火是煤矿开采面临的主要灾害之一，据统计，超过50%的国有重点矿井有煤层自然发火倾向[1]。而采空区又是矿井下较易发生煤自燃的区域，因为采空区属于冒落空间[2]，其内裂隙发育并且留有遗煤，氧气进入到采空区使煤发生氧化、放出热量，但热量无法及时被漏风产生的对流换热和表面导热作用带走，造成温度不断升高导致火灾[3]。
同时在高瓦斯易自燃矿井中，由于高瓦斯涌出与煤层易自燃性在开采期间的共同出现，使得瓦斯治理和煤自燃防治的安全矛盾越来越不可调和[4]。特别是存在上覆岩层岩浆岩床这类厚硬岩体的情况时，不仅其热演化和圈闭作用导致瓦斯突出危险增加，而且作为关键层控制覆岩在采动时的移动[5]，影响采空区空隙率和渗透率分布，更易造成采空区漏风增大、加剧煤层自然发火等问题。为探究采空区煤自燃的制灾机制，文献[6-7]利用COMSOL Multiphysics软件对采动裂隙场中瓦斯的运移规律进行了模拟研究，郑纪武[8]通过数值模拟研究了采空区漏风对煤自燃特性的影响，王凯等[9]基于数值模拟发现瓦斯抽采会使采空区漏风增大，加速采空区煤自燃。周佩玲[10]对采空区遗煤氧化升温的时空演化机制进行研究。宋万新[11]提出了基于氧气体积分数的高瓦斯采空区自燃“三带”的划分标准，文献[12-13]发现采空区氧化带分布随工作面推进距离的增加呈现阶段性变化特征。在上述研究的基础上，将岩浆侵入这一常见地质灾害和采空区煤自燃灾害研究结合起来，以岩浆侵入严重的杨柳矿为试验点，将发生过瓦斯动力灾害和煤炭自燃征兆的10号煤层作为试验工作面。对比分析岩浆侵入对下伏煤层瓦斯参数和自燃倾向性、采空区渗透率、瓦斯流场、漏风流场和自燃“三带”的影响，完善高瓦斯易自燃矿井采空区煤自燃灾害防治措施。
1 岩床对下伏煤层煤样多元物性参数和自燃倾向性的影响
研究表明，煤炭自燃现象的原因主要可分为煤炭自身因素和周围环境的影响2个方面，其中煤炭自身因素包括煤自身的微观分子结构、煤质、煤破碎状态、煤中含硫量、水分、灰分等[14-15]。所以对岩浆岩床下伏煤层的基本参数进行测定，探究岩床对煤自燃倾向性的影响。
1.1 岩浆侵入对煤样基本参数的影响
杨柳矿区受岩浆岩侵蚀严重，如图1所示， 107采区不受岩浆侵蚀影响，104、106采区从浅到深分布着3层岩浆岩体。第1层岩浆岩平均厚度为33.40 m，位于51煤层上方；第2层岩浆岩平均厚度为40.24 m，位于 72、82煤层上方，与第1层岩浆岩的平均距离为67 m，与72煤层的平均距离为12 m，与82煤层的平均距离为29 m，与10煤层的平均距离为102 m；第3层岩浆岩厚度为1.66～66.50 m，分布在10煤层及下方，在平面上呈环状，包围着104、106采区。通过在岩浆侵入区域和未受岩浆侵入影响区域分别取样，取样点如图1所示。在实验室开展煤样基本参数等测定试验，分析岩浆侵入对下伏煤层基本参数和自燃特性的控制作用。
图1 杨柳矿岩浆岩分布
Fig.1 Distribution of magmatic rock in Yangliu Mine
根据取样点的不同，1—3号煤样受到岩浆侵蚀影响，4—6号煤样不受岩浆侵蚀影响。将煤样筛分出粒径分别为0.074～0.200、0.20～0.25、1～3 mm的煤粉，用于镜质组反射率测定、工业分析、突出指标测定等试验，测得结果见表1。
分析表1可发现：岩浆侵入对煤层的物性参数有显著影响，受岩浆侵蚀煤样的水分、灰分增加，挥发分降低；镜质组反射率增大，煤样的煤化程度增加；放散初速度ΔP明显增大，普氏系数f值显著减小。
1.2 岩床下伏煤层自燃倾向性测试
煤炭自燃倾向性的测试采用氧化动力学方法，其测定指标是70 ℃时煤样罐出气口的氧气浓度和交叉点温度[16-17]。对煤样进行自燃倾向性测定，结果见表2。
测试结果为二者均属于Ⅱ类自燃煤层，但是有岩床覆盖煤层的氧化速度和自燃倾向性判定指数均小于无岩床覆盖煤层。其原因是岩浆侵入提高了煤的炭化程度、挥发分含量降低、灰分增加，自燃倾向性减弱[13]。
表1 煤的物性参数试验结果汇总
Table 1 Experimental results of physical parameters of coal
表2 煤炭自燃倾向性测定结果
Table 2 Results of coal spontaneous combustion propensity
2 岩床对采空区流场的影响
除了煤样自身因素之外，煤自然发火还与氧浓度、瓦斯浓度和漏风强度等环境因素有关[14,18]。但由于对采空区内相关参数检测不方便，所以采用数值模拟的方法来探究环境因素对采空区煤自燃的影响。
2.1 岩床对采空区覆岩裂隙发育的影响
随着回采工作面的不断推进，采空区的范围不断增大，上方岩体因开采扰动而进行新的裂隙发育、扩展，直至断裂、垮落，充填到采空区内部。针对煤层上方有无岩床覆盖情况，根据杨柳煤矿的岩层条件和其物理力学参数(表3)，通过3DEC软件建立模型，如图2所示。模拟得到的不同回采距离下无、有岩床覆盖裂隙发育特征，结果如图3所示。
图2 3DEC数值模拟模型
Fig.2 3DEC numerical simulation model
对比图3发现，随着开采的不断进行，煤层上方顶板逐步垮落、下沉，并产生大量的次生裂隙。但对于有岩床覆盖的采空区，同一高度处岩体裂隙发育程度明显高于无岩床覆盖的采空区，并且随着回采的不断进行，呈现逐渐增加或者放大态势。其原因是岩浆岩床抗压强度大，起到了关键层的作用，采动过程中不易发生破断、下沉，使得岩床下方同一高度处煤岩体裂隙更为发育。
由于采空区的裂隙发育，所以可将其视为多孔介质，其流场受到空隙率和渗透率的影响。其中渗透率主要受煤岩体承受的载荷影响：载荷越大，渗透性越低；载荷越小，渗透性越高。采空区空隙率大小主要受矿山压力和顶板岩性影响，随着向采空区后方的不断深入，冒落带岩体受到的矿山压力越来越大，冒落的矸石不断被压碎压实，密实性不断增加，空隙率减小。
图3 不同开采距离下离层裂隙发育特征
Fig.3 Development characteristics of ionosphere fissure under different mining distance
表3 岩层物理力学参数
Table 3 Physical and mechanical parameters of rock layer
为对比有无岩床对采空区空隙率和渗透率的影响，通过3DEC建立模型如图4所示，进行采空区应力变化数值模拟，其结果如图5和表4所示。
图4 采空区数值计算模型及原始应力分布
Fig.4 Numerical simulation model of gob and distribution of primitive stress
图5 采空区上覆岩层采后应力分布云图
Fig.5 Stress distribution cloud map of overlying strata in goaf after mining
根据采空区应力变化(图5)和沿走向中部同一高度相关参数统计(表4)，对比分析发现：当煤层采空后，2种情况下的采空区中央底部岩石均被压实，应力接近于原始应力，由中央到四周边界应力逐渐降低，满足“O”型圈分布特征；但在同一高度上，有岩床覆盖时采空区岩层的采后应力远小于无岩床覆盖时采空区岩层的采后应力，采空区内部岩层的压实程度降低，空隙率和渗透率明显增大。
表4 有、无岩床覆盖采空区沿走向中部同一高度相关参数统计
Table 4 Statistical table of relevant parameters of the same height along the middle of the goaf with or without bed cover
2.2 采空区流场模型
采空区瓦斯主要由煤壁瓦斯涌出、邻近层瓦斯涌出、围岩瓦斯涌出、采空区遗煤瓦斯涌出构成[19]，但杨柳矿10号煤层因距上方煤层较远，邻近层瓦斯涌出量在采空区瓦斯中占比很少。所以，在进行数值模拟时将10号煤层的瓦斯源设置在采空区底部。并根据煤层瓦斯渗流模型、工作面风流流动模型、采空区渗流模型构建采空区流场与瓦斯运移模型(图6)。
运用COMSOL Multiphysics软件，针对U型通风系统采场的瓦斯运移规律进行研究，所需气体物理参数见表5。
图6 采空区流场与瓦斯运移模型
Fig.6 Model of flow field and gas migration in gob
表5 采空区自燃三带划分指标[20]
Table 5 Division of heat dissipation zone,oxidation zone, asphyxiating zone in goaf
注：V为采空区漏风流场的风流速度，m/min；C为采空区内的氧气体积分数，%。
2.3 岩床对瓦斯和氧气流场的影响
气体物理参数如下：
根据图6的模型和气体物理参数，用COMSOL Multiphysics数值模拟软件建立相应的几何模型并进行数值解算，分析岩床对瓦斯和氧气流场的影响，其结果如图7所示。
分析可得，供风量一定时，在采空区同一平面同一位置上，相比于无岩床覆盖，有岩床覆盖的采空区氧浓度更高；低瓦斯浓度区域更大，高氧浓度范围扩大。其原因是有岩床覆盖时的采空区空隙率和渗透率更大，使得采空区的漏风强度较大，导致采空区流场变化。
2.4 岩床对自燃三带的影响
采空区流场特性的改变必然会引起自燃三带分布范围的变化，为有效表征其变化，从蓄热和供氧两方面综合考虑，采用氧气浓度、漏风风速和双指标法进行采空区三带划分[20]，划分标准见表5。模拟结果如图8所示。
双指标划分下二者采空区氧化带范围差别较为明显，当煤层上方有岩床覆盖时，下方煤层采空区的氧化带在采空区走向上的分布区域相比于无岩床覆盖时要发生一定的后移，氧化带宽度更大，分布范围更广，其上限更加远离工作面，下限更加深入采空区深部。究其原因主要是二者采空区空隙率和渗透率改变导致流场特性改变，使得岩床下伏煤层采空区的氧化带分布更加远离工作面，向采空区深部延伸，且分布范围更广、宽度更大。
图7 采空区底部瓦斯浓度和氧气浓度分布(Q=1 650 m3/min)
Fig.7 Distribution of gas concentration and oxygen concentration at bottom of goaf(Q=1 650 m3/min)
3 采空区自然发火综合防治对策
通过对杨柳矿10号煤层工作面自燃特性、采空区流场和“三带”分布特征的研究发现：对于易自燃煤层，岩浆侵入在一定程度上会降低煤层的自燃倾向性，但是遗煤自燃更多受氧浓度和漏风强度的影响；同时岩浆侵入形成的上覆岩床会造成采空区漏风强度增大，使得氧化带的范围增加，遗煤自燃的危险性增大。所以为降低采空区自然发火危险性，可以从减小漏风强度和降低氧气浓度2个方面采取措施。
因此结合实际状况，综合考虑工作面煤层赋存特点、回采方式和灾害情况等日常实际生产环境，给出预防采空区遗煤自燃的综合防治方法，布局如图9所示。
图8 不同划分指标下无、有岩床覆盖采空区氧化带分布(Q=1 650m3/min)
Fig.8 Distribution map of oxidation zone in the goaf with and without rock bed by different classification indexes(Q=1 650m3/min)
1、2—监测束管；3、4—注泡沫管路；
5、6—注氮管路；7—注胶管路
图9 采空区煤自燃综合防治布局
Fig.9 Layout of coal spontaneous combustion comprehensive control in goaf
3.1 建立煤自燃预测预报系统
工作面煤自燃的预测预报通常通过建立束管监测系统，即采用系统自动采样和人工采样二者相结合的方式来对主要防火区域进行连续监测，并根据监测结果及时采取相应的防灭火措施消除隐患。
系统自动采样是通过束管管线抽取各监测点的气样，用色谱分析仪器进行气体成分分析，通过对分析数据的综合处理作出自燃火灾预测预报。所以根据实际情况，在工作面总共布置2个采样监测点，一个位于采空区内：即通过工作面上隅角向采空区深部布置束管，达采空区深部20～30 m，另一个采样点布置在工作面回风巷的超前支护段内，挂设在煤壁上，随着工作面的回采而不断后撤，随时监测回风巷内气体的变化。除此之外，还需建立人工监测预测预报制度，在回采时对工作面中部、上隅角、回风巷和异常地点进行气体采样，及时送到地面采用色谱仪进行分析，发现异常情况及时向通风调度汇报。
3.2 工作面综合防灭火技术方案
由于试验工作面地质情况较复杂，分布着较多的大断层，并且工作面过断层和撤架时耗时较长，致使采空区两巷侧保护煤柱受压破碎并长时间氧化蓄热，容易发生自燃。所以当工作面正常推进时，定期向采空区两巷保护煤柱处预埋管路，并有序地进行灌浆、注惰，再辅助以三相泡沫立体覆盖，就可有效防治采空区遗煤自燃。但是当工作面推进受阻和撤架期间，应综合采取“胶体堵漏、泡沫覆盖、惰气稀氧”的综合防灭火手段，以及“插管注胶、埋管注惰及注泡、钻孔注惰及注泡”相结合的防灭火介质灌注工艺，对采空区遗煤空间进行“立体覆盖、快速惰化”，以有效防治采空区遗煤自燃。
4 结 论
1)岩浆侵入造成的高温高压环境，使煤样水分、灰分增加，挥发分降低，提高了煤层的煤化程度，在一定程度上降低了煤层自燃倾向性。
2)侵入的岩浆岩以厚硬岩床形式赋存于煤层上方，且岩床质地坚硬、不易破断，未破断前能有效承载上覆岩层的重力，阻碍应力向下传递，造成煤层上部与岩床下部之间的煤岩体堆积松散，裂隙通道发育，采空区压实程度降低，空隙率和渗透率明显增大。易使氧气进入采空区，使得遗煤更容易氧化，增大自燃危险性。
3)在采空区同一平面同一位置上，相比于无岩床覆盖，有岩床覆盖的采空区氧浓度更高；低瓦斯浓度区域更大，高氧浓度范围扩大。
4)以试验工作面实际生产为依据，结合不同地质背景和供风量条件下采空区内流场的分布情况，划定采空区内的自燃危险区域，制定综合的防治技术手段，指导矿井日常安全生产。
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