劉振嶺，文　虎，劉　潔，王偉峰，林海飛

(1.西安科技大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院，陜西 西安 710054；2.中國(guó)石化長(zhǎng)城能源化工有限公司；北京 100045；3.西安科技大學(xué) 期刊中心，陜西 西安 710054)

?

采空區(qū)瓦斯與煤自燃協(xié)同防控關(guān)鍵參數(shù)研究*

劉振嶺1,2，文虎1，劉潔3，王偉峰1，林海飛1

(1.西安科技大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院，陜西 西安 710054；2.中國(guó)石化長(zhǎng)城能源化工有限公司；北京 100045；3.西安科技大學(xué) 期刊中心，陜西 西安 710054)

采空區(qū)瓦斯抽采與煤自燃防控相互影響，工作面配風(fēng)量、抽采負(fù)壓和高抽巷位置等參數(shù)影響了采空區(qū)自燃危險(xiǎn)區(qū)域范圍。通過(guò)在天池礦301工作面采空區(qū)內(nèi)布置監(jiān)測(cè)點(diǎn)并分析氣體變化，確定了采空區(qū)瓦斯與煤自燃災(zāi)害協(xié)同防控的關(guān)鍵區(qū)域。結(jié)合瓦斯抽采和采空區(qū)煤自燃的耦合作用機(jī)制，采用數(shù)值模擬和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)方法確定了工作面配風(fēng)量、高抽巷位置以及推進(jìn)度等主要關(guān)鍵參數(shù)。研究結(jié)果表明：當(dāng)工作面配風(fēng)量為3 000～3 500 m3/min，推進(jìn)度為1.39～6.84 m/d，高抽巷與頂板垂距為30 m，與回風(fēng)巷平距為25 m，抽采負(fù)壓為14.5～17.5 kPa時(shí)，既能確保抽采效果，也可有效地防止采空區(qū)煤自燃。

瓦斯；煤自燃；配風(fēng)量；高抽巷；推進(jìn)度

0　引　言

采空區(qū)瓦斯和煤層自燃事故嚴(yán)重制約了煤礦安全高效開(kāi)采。煤層中瓦斯的含量是影響瓦斯災(zāi)害的重要原因[1]。特別是煤層瓦斯含量高和煤層自燃災(zāi)害嚴(yán)重時(shí)，對(duì)于礦井生產(chǎn)以及人員安全構(gòu)成了雙重威脅[2-4]。礦井瓦斯和煤自燃共生災(zāi)害相互影響體現(xiàn)在：瓦斯抽采會(huì)導(dǎo)致破裂煤體和采空區(qū)漏風(fēng)，容易引起煤自燃，而煤自燃火源又可能導(dǎo)致瓦斯爆炸，同時(shí)成為礦井生產(chǎn)的巨大危險(xiǎn)源；黃泥灌漿、注膠等封堵采空區(qū)煤體裂隙可有效減少采空區(qū)漏風(fēng)，但影響瓦斯抽采效果[5-6]。因此，確定合理的采空區(qū)瓦斯與煤自燃共生災(zāi)害協(xié)同防控的關(guān)鍵技術(shù)參數(shù)，是解決高瓦斯礦井安全生產(chǎn)的重要技術(shù)難題[7]。

天池礦主采的15#煤層301綜采工作面瓦斯含量達(dá)12.3 m3/t，煤層平均厚度5.1 m，且自燃傾向性高，實(shí)驗(yàn)最短自然發(fā)火期僅為52 d[8]。長(zhǎng)期以來(lái)，采空區(qū)瓦斯與煤自燃災(zāi)害共生共存，近距離煤層相互影響，瓦斯涌出和采空區(qū)漏風(fēng)規(guī)律復(fù)雜多變。在煤自燃防治和瓦斯災(zāi)害治理中往往顧此失彼，或未作用在有效區(qū)域，不能對(duì)災(zāi)害有效的防控。因此，以天池礦301工作面為研究對(duì)象，確定采空區(qū)瓦斯與煤自燃防治關(guān)鍵區(qū)域及協(xié)同防控參數(shù)，對(duì)實(shí)現(xiàn)天池礦井的安全生產(chǎn)具有重要意義。

1　采空區(qū)瓦斯與煤自燃協(xié)同防控區(qū)域

1.1觀測(cè)方法

為了掌握隨著工作面推進(jìn)采空區(qū)內(nèi)氣體分布規(guī)律，沿301工作面進(jìn)風(fēng)側(cè)下幫、回風(fēng)順上幫各預(yù)埋50.8 mm鋼管200 m，鋼管內(nèi)各布置單芯束管3條、溫度傳感器及傳輸電纜3套，測(cè)點(diǎn)間隔50 m，共埋設(shè)監(jiān)測(cè)點(diǎn)6個(gè)。為防止采空區(qū)積水堵塞束管，每個(gè)探頭抬高1 m以上，束管外套50.8 mm鋼管，探頭外套76.2 mm鋼管進(jìn)行保護(hù)，溫度傳感器埋入鋼管中與束管進(jìn)氣口平齊，引線從50.8 mm的鋼管內(nèi)拉出。各監(jiān)測(cè)點(diǎn)均利用束管監(jiān)測(cè)系統(tǒng)抽取氣樣，分析的氣體成分為O2，CO，CO2，及CH4等烴類氣體。

1.2觀測(cè)結(jié)果與關(guān)鍵區(qū)域確定

用Surfer 8.0軟件將氧濃度隨測(cè)點(diǎn)深入采空區(qū)深度繪成曲線，同時(shí)，將瓦斯?jié)舛入S測(cè)點(diǎn)深入采空區(qū)的深度繪成曲線。以氧濃度法[9-10]劃分采空區(qū)自燃“三帶”(根據(jù)天池礦煤自燃極限參數(shù)值，散熱帶為≥18%；氧化升溫帶為8%～18%；窒息帶為<8%)，以瓦斯?jié)舛确╗11]劃分采空區(qū)瓦斯災(zāi)害區(qū)域(<5%，>16%；5%～16%，且氧氣濃度≥12%)。將現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際觀測(cè)的氧濃度和瓦斯?jié)舛确植嫉戎稻€圖疊加，對(duì)301工作面采空區(qū)瓦斯與煤自燃災(zāi)害協(xié)同防治重點(diǎn)區(qū)域進(jìn)行劃分，如圖1所示。

圖1　采空區(qū)瓦斯與煤自燃協(xié)同防治區(qū)域劃分圖Fig.1　Gas and coal spontaneous combustion the coordination prevention region in goaf

如圖1所示，采空區(qū)瓦斯與煤自燃災(zāi)害防治重點(diǎn)區(qū)域?yàn)檫M(jìn)風(fēng)側(cè)(85～120 m)，回風(fēng)側(cè)(58～63 m)，工作面中部(45～140 m)。該區(qū)域即為瓦斯與煤自燃災(zāi)害防治重點(diǎn)，瓦斯抽放和抑制煤自然發(fā)火提供依據(jù)。

2　采空區(qū)瓦斯與煤自燃協(xié)同防治關(guān)鍵參數(shù)

結(jié)合礦井實(shí)際條件，考慮301工作面瓦斯主要來(lái)源于上鄰近煤層垮落到采空區(qū)的煤體。因此，選用“控制漏風(fēng)、合理配風(fēng)以及高抽巷抽采技術(shù)”治理采空區(qū)瓦斯。利用數(shù)值軟件fluent對(duì)301工作面采空區(qū)瓦斯抽采過(guò)程進(jìn)行模擬，確定采空區(qū)氣體濃度場(chǎng)分布特征，得到上隅角位置瓦斯?jié)舛纫约安煽諈^(qū)氧化帶寬度等特征參數(shù)。

2.1進(jìn)風(fēng)量確定

將進(jìn)風(fēng)巷風(fēng)量設(shè)定為2 500，3 000，3 400，4 000 m3/min，得到不同風(fēng)量條件下高抽巷抽采口、上隅角瓦斯?jié)舛取⒀趸瘞Х秶兓?jiàn)表2.

從表1可以看出，當(dāng)風(fēng)量增大時(shí)，高抽巷抽采口的瓦斯?jié)舛戎饾u降低，當(dāng)風(fēng)量從2 500 m3/min增大至4 000 m3/min，高抽巷抽采口瓦斯?jié)舛葟?8.2%降低至18.9%.當(dāng)抽采混合量一定時(shí)，進(jìn)風(fēng)巷風(fēng)量小，高抽巷抽采濃度較高。同時(shí)，隨風(fēng)量增大，上隅角附近瓦斯?jié)舛纫仓饾u降低。當(dāng)風(fēng)量從2 500 m3/min增大至3 500 m3/min時(shí)，上隅角附近瓦斯?jié)舛认陆底蠲黠@，濃度從1.3%降低至0.5%.當(dāng)風(fēng)量繼續(xù)增大時(shí)，上隅角附近瓦斯?jié)舛冉档头葴p小。一方面，適當(dāng)增加工作面風(fēng)量防止上隅角瓦斯積聚，但當(dāng)風(fēng)量增加超過(guò)一定限度，這種效果將減弱。另一方面，當(dāng)工作面風(fēng)量增加時(shí)，采空區(qū)漏風(fēng)強(qiáng)度增加，使得采空區(qū)高濃度的瓦斯被帶到工作面，導(dǎo)致采空區(qū)瓦斯涌出量增加。因此，僅僅以增加工作面風(fēng)量降低工作面回風(fēng)流瓦斯是有一定局限性。同時(shí)，氧化升溫帶寬度隨著風(fēng)量增大而增大。當(dāng)風(fēng)量從2 500 m3/min增大到3 500 m3/min時(shí)，氧化升溫帶寬度變化速率較小，當(dāng)風(fēng)量從3 500 m3/min增大至4 000 m3/min過(guò)程中，氧化升溫帶寬增加速率變化較大。當(dāng)進(jìn)風(fēng)巷風(fēng)量較小時(shí)，有利于防止采空區(qū)煤自燃。

表1　不同配風(fēng)量條件下模擬結(jié)果

2.2高抽巷與煤層頂板垂距的確定

設(shè)定高抽巷與煤層頂板垂距為25，30，35，40 m(高抽巷與煤層頂板垂距和采高之比分別為H1=1∶5,H2=1∶6，H3=1∶7及H4=1∶8)；同時(shí)，設(shè)定其與回風(fēng)巷平距，分別是L1=15 m，L2=25 m，L3=35 m.得到不同垂距條件下高抽巷抽采口、上隅角瓦斯?jié)舛?、氧化帶范圍變化?jiàn)表2.

表2　不同垂距時(shí)模擬結(jié)果

從表2可以看出，當(dāng)高抽巷布置層位垂距逐漸增大時(shí)，高抽巷抽采瓦斯?jié)舛仍龃?，隨著垂距增大，上隅角附近的瓦斯?jié)舛戎饾u降低。這說(shuō)明垂距增大時(shí)，高抽巷可從采空區(qū)內(nèi)抽出的瓦斯量大。同時(shí)，當(dāng)垂距從35 m到40 m，上隅角瓦斯?jié)舛茸兓^小。說(shuō)明高抽巷垂距超過(guò)一定高度時(shí)，高抽巷抽采對(duì)上隅角處瓦斯?jié)舛扔绊戄^小。隨著垂距逐漸增大，采空區(qū)氧化升溫帶的寬度隨之而增大。當(dāng)垂距在25～35 m之間變化時(shí)，氧化升溫帶寬度的增加趨勢(shì)比較平緩，當(dāng)垂距超過(guò)35 m直至更高時(shí)，氧化升溫帶寬度有較大幅度增加。

2.3高抽巷與回風(fēng)巷平距

保持垂距H=30 m不變，平距L分別為15，25，35 m時(shí)，得到不同平距條件下高抽巷抽采口、上隅角瓦斯?jié)舛?、氧化帶范圍變化?jiàn)表3.

從表3可以看出，當(dāng)平距L=25 m時(shí)，高抽巷從采空區(qū)抽出瓦斯?jié)舛冗_(dá)到最大。應(yīng)用采場(chǎng)覆巖“O”形圈理論[12]可解釋為：當(dāng)平距L=15 m時(shí)，由于高抽巷靠近回風(fēng)巷一側(cè)的采空區(qū)邊界，此時(shí)離層率較低；當(dāng)平距增大至25 m時(shí)，離層率也在增大，使得此時(shí)的瓦斯抽采效果最理想；而當(dāng)平距繼續(xù)增大至35 m時(shí)，由于高抽巷逐漸靠近采空區(qū)中部的重新壓實(shí)區(qū)，使得離層率降低；同時(shí)，由于高抽巷在水平方向上遠(yuǎn)離工作面回風(fēng)巷時(shí)，高抽巷位置處在采空區(qū)漏風(fēng)流匯集通道之外，無(wú)法充分抽入漏風(fēng)流攜帶的高濃度瓦斯氣體，導(dǎo)致瓦斯抽采效果不理想。在不同平距條件下，高抽巷抽采對(duì)工作面及上隅角瓦斯的影響。當(dāng)平距為25 m時(shí)，出現(xiàn)氧化升溫帶的采空區(qū)起始距離比平距為15 m和35 m時(shí)大，而最遠(yuǎn)距離比平距為15 m和35 m時(shí)小；平距分別為15 m和35 m時(shí)兩者間基本一致，沒(méi)有很大的變化。這說(shuō)明當(dāng)高抽巷布置在水平距離在30 m附近時(shí)，使得采空區(qū)漏風(fēng)流更加深入采空區(qū)深部方向，從而出現(xiàn)氧化升溫帶的采空區(qū)起始距離比平距為15 m和35 m時(shí)大。另外，當(dāng)平距L=25 m時(shí)，由于高抽巷靠近回風(fēng)巷一側(cè)的采空區(qū)邊界，離層率較低；在平距增大至25 m過(guò)程中，離層率增大；而當(dāng)平距繼續(xù)增大至35 m時(shí)，由于高抽巷逐漸靠近采空區(qū)中部的重新壓實(shí)區(qū)，使得離層率再次降低了。同時(shí)，當(dāng)平距L為15 m和35 m時(shí)，氧化升溫帶的寬度均大于平距為25 m時(shí)的氧化升溫帶寬度。因此，平距25 m時(shí)高抽巷抽采對(duì)采空區(qū)遺煤自燃影響最小。

表3　不同平距時(shí)模擬結(jié)果

2.4高抽巷抽采負(fù)壓

為了確定高抽巷合理抽采負(fù)壓，當(dāng)工作面推進(jìn)到300～650 m范圍內(nèi)，高抽巷層位變化不大，因此，可用此段相關(guān)數(shù)據(jù)來(lái)分析高抽巷的合理抽采負(fù)壓，圖2為抽采負(fù)壓與抽采混合流量的關(guān)系。

圖2　抽采負(fù)壓與抽采混合流量的關(guān)系Fig.2　Relations between suction drainage pressure and drainage mixed flow

將圖2中的離散點(diǎn)擬合可知，二者關(guān)系如式(1)

Q=103.49e(0.022 2P).

(1)

圖3　抽采負(fù)壓與抽采濃度及CO濃度的關(guān)系Fig.3　Relations between suction drainage pressure and concentration of CO

圖4　抽采負(fù)壓與抽采瓦斯量及CO量的關(guān)系Fig.4　Suction drainage pressure relationship with the drainage amount of gas and the concentration of CO

圖3，4為高抽巷抽采負(fù)壓與高抽巷中瓦斯和CO的關(guān)系，兩圖中各有2條趨勢(shì)線，圖3中分別是瓦斯?jié)舛群虲O濃度與抽采負(fù)壓的關(guān)系，圖4分別為高抽巷中瓦斯純量與CO純量與抽采負(fù)壓的關(guān)系，這兩條趨勢(shì)線均有一個(gè)交點(diǎn)，可以認(rèn)為交點(diǎn)所對(duì)應(yīng)的抽采負(fù)壓為合理抽采負(fù)壓。圖3中所對(duì)應(yīng)的抽采負(fù)壓為14.5 kPa，圖4中所對(duì)應(yīng)的抽采負(fù)壓為17.5 kPa.因此，確定高抽巷合理抽采負(fù)壓為14.5～17.5 kPa.

2.5工作面推進(jìn)距離

根據(jù)煤層最短自然發(fā)火期τmin和工作面推進(jìn)速度v0，可計(jì)算出工作面在最短自然發(fā)火期內(nèi)的推進(jìn)距離L0，即L0=τmin×v0[12].

采空區(qū)內(nèi)氧化升溫帶長(zhǎng)度L小于L0的區(qū)域，浮煤不會(huì)發(fā)生自燃。氧化升溫帶長(zhǎng)度大于L0的區(qū)域，浮煤有可能發(fā)生自燃。根據(jù)采空區(qū)氧化升溫帶長(zhǎng)度(75 m)和煤層實(shí)際最短自然發(fā)火期(54 d)，可推算出工作面最小推進(jìn)速度位1.39 m/d.

圖5為301工作面產(chǎn)量風(fēng)量比與上隅角瓦斯?jié)舛汝P(guān)系，對(duì)工作面產(chǎn)量風(fēng)量比及上隅角瓦斯?jié)舛冗M(jìn)行多項(xiàng)式擬合，得到產(chǎn)量風(fēng)量比與上隅角瓦斯?jié)舛汝P(guān)系的擬合公式為

y= 0.235 4x+ 0.170 3(R2=0.310 4).

(2)

式中x為產(chǎn)量風(fēng)量比值；y為上隅角瓦斯?jié)舛龋?.

圖5　工作面產(chǎn)量風(fēng)量比與上隅角瓦斯?jié)舛汝P(guān)系Fig.5　Relations between Yield and Air Volume ratio of workface and concentration of gas in upper corner

當(dāng)301工作面上隅角瓦斯?jié)舛葹?.8%時(shí)，根據(jù)擬合公式計(jì)算得到產(chǎn)量風(fēng)量比為2.67；按工作面平均風(fēng)量為3 300 m3/min，則計(jì)算得到產(chǎn)量為3 300×2.67=88 110 t/d，日推進(jìn)度為

式中W為日產(chǎn)量，t；L為工作面長(zhǎng)度，取176m；h為工作面高度，取5.1m；γ為煤的容重，取1.48t/m3；c為回采率，取97%.

當(dāng)301工作面日推進(jìn)度超過(guò)6.84m時(shí)，上隅角瓦斯?jié)舛瘸^(guò)0.8%，影響工作面的安全生產(chǎn)，工作面的安全生產(chǎn)日推進(jìn)度必須小于6.84m.因此，工作面安全推進(jìn)度應(yīng)為1.39～6.84m/d.

3　結(jié)　論

1)通過(guò)采空區(qū)氣體采樣得出301工作面采空區(qū)瓦斯與煤自燃災(zāi)害協(xié)同防治重點(diǎn)區(qū)域?yàn)檫M(jìn)風(fēng)側(cè)(85～120m)，回風(fēng)側(cè)(58～63m)，工作面中部(45～140m)；

2)利用數(shù)值分析得到301工作面合理配風(fēng)量為3 000～3 500m3/min，安全推進(jìn)度為1.39～6.84m/d；

3)采空區(qū)瓦斯抽采時(shí)高抽巷與頂板垂距為30m，與回風(fēng)巷平距為25m，抽采負(fù)壓為14.5～17.5kPa時(shí)，既能有效地抽出高濃度瓦斯，確保上隅角瓦斯?jié)舛炔怀?，也能有效地預(yù)防采空區(qū)煤自燃。

References

[1]李樹(shù)剛，趙鵬翔，潘宏宇，等.不同含水量對(duì)煤吸附甲烷的影響[J].西安科技大學(xué)學(xué)報(bào)，2011，31(4):379-382.

LIShu-gang，ZHAOPeng-xiang，PANHong-yu,etal.Effectofmoistureonadsorptionofmethaneoncoal[J].JournalofXi’anUniversityofScienceandTechnology,2011，31(4):379-382.

[2]李宗翔.高瓦斯易自燃采空區(qū)瓦斯與自燃耦合研究[D].沈陽(yáng)：遼寧工程技術(shù)大學(xué)，2007.

LIZong-xiang.Studyofcouplingofgasandspontaneouscombustioninhighlygassyandspontaneouscombustiongoafs[D].Shenyang：LiaoningTechnicalUniversity，2007.

[3] 徐亞民.易燃厚煤層煤炭自燃與瓦斯綜合防治技術(shù)[J].煤炭科學(xué)技術(shù)，2013,41(8):77-80.

XUYa-min.Comprehensivepreventtechnologyofgasandcoalspontaneouscombustionininflammablethickseam[J].CoalScienceandTechnology，2013，41(8):77-80.

[4]樊永山，張勝云.近距離煤層群開(kāi)采下煤層開(kāi)切眼合理位置的確定[J].西安科技大學(xué)學(xué)報(bào)，2015，35(2):169-172.

FANYong-shan，ZHANGSheng-yun.Determinationofreasonablepositionofcutopenforlowerlayerinminingoftheclosecoalseams[J].JournalofXi’anUniversityofScienceandTechnology，2015，35(2):169-172.

[5]夏同強(qiáng).瓦斯與煤自燃多場(chǎng)耦合致災(zāi)機(jī)理研究[D].徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)，2015.

XIATong-qiang.Multi-physicscouplingmechanismofcoexistencehazardsforcoalspontaneouscombustionandgas[D].Xuzhou：ChinaUniversityofMining&Technology，2015.

[6]楊勝?gòu)?qiáng)，秦毅，孫家偉，等.高瓦斯易自燃煤層瓦斯與自燃復(fù)合致災(zāi)機(jī)理研究[J].煤炭學(xué)報(bào)，2014， 39(6):1 094-1 101.

YANGSheng-qiang，QINYi，SUNJia-wei，etal．Researchoncouplinghazardmechanismofminegasandcoalfireforagassyandhighspontaneouscombustionpropensitycoalseam[J]．JournalofChinaCoalSociety，2014，39(6):1 094-1 101．

[7]李宗翔，吳強(qiáng)，肖亞寧.采空區(qū)瓦斯涌出與自燃耦合基礎(chǔ)研究[J].中國(guó)礦業(yè)大學(xué)學(xué)報(bào)，2008， 37(1):38-42.

LIZong-xiang，WUQiang，XIAOYa-ning.Numericalsimulationofcouplingmechanismofcoalspontaneouscombustionandgaseffusioningoaf[J].JournalofChinaUniversityofMining&Technology，2008，37(1):38-42.

[8]文虎，于志金，翟小偉，等.沿空留巷采空區(qū)氧化帶分布特征與關(guān)鍵參數(shù)分析[J].煤炭科學(xué)技術(shù)，2016，44(1):138-143.

WENHu，YUZhi-jin，ZHAIXiao-wei，etal.Analysisondistributionfeaturesandkeyparametersofoxidationzoneingoafofgob-sideentryretaining[J].CoalScienceandTechnology，2016，44(1):138-143.

[9]宋萬(wàn)新，楊勝?gòu)?qiáng)，徐全.基于氧氣體積分?jǐn)?shù)的高瓦斯采空區(qū)自燃“三帶”的劃分[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào)，2012， 29(2):271-276.

SONGWan-xin，YANGSheng-qiang，XUQuan.Divisionofspontaneouscombustion“Three-Zone”inhigh-gasgoafbasedonoxygenconcentration[J].JournalofMining&SafetyEngineering， 2012，29(2): 271-276.

[10]焦宇，段玉龍，周心權(quán)，等.煤礦火區(qū)密閉過(guò)程自燃誘發(fā)瓦斯爆炸的規(guī)律研究[J].煤炭學(xué)報(bào)，2012， 37(5):850-856.

JIAOYu，DUANYu-long，ZHOUXin-quan，etal.Thelawofmethaneexplosioninducedbyspontaneouscombustionprocessinclosedfirezoneofcoalmines[J].JournalofChinaCoalSociety， 2012，37(5):850-856.

[11]錢(qián)鳴高，許家林.覆巖采動(dòng)裂隙分布的“O”形圈特征研究[J].煤炭學(xué)報(bào)，1998，23(5):20-23.

QIANMing-gao，XUJia-lin.Studyonthe“O-Shape”circledistributioncharacteristicsofmining-inducerfracturesintheoverlayingstrata[J].JournalofChinaCoalSociety，1998，23(5):20-23.

[12]徐精彩，文虎，張辛亥，等.綜放面采空區(qū)遺煤自燃危險(xiǎn)區(qū)域判定方法的研究[J].中國(guó)科學(xué)技術(shù)大學(xué)學(xué)報(bào)，2002， 32(6):39-44.

XUJing-cai，WENHu，ZHANGXin-hai，etal.Studyonthemethodfordeterminingdangerouszonesofcoalself-Ignitioningobsinafullymechanizedtop-coalcavingface[J].JournalofUniversityofScienceandTechnologyofChina，2002，32(6):39-44.

Parametric research of the coordination prevention technology of methane and coal self-heating in goaf of close distance coal seams

LIU Zhen-ling1,2，WEN Hu1，LIU Jie3，WANG Wei-feng1，LIN Hai-fei1

(1.CollegeofSafetyScienceandEngineering，Xi’anUniversityofScienceandTechnology，Xi’an710054,China; 2.ChinaPetrochemicalGreatWallEnergyChemicalCo.,Ltd.，Beijing100045,China；3.PeriodicalCenter，Xi’anUniversityofScienceandTechnology，Xi’an710054，China)

It is interacted with gas drainage and prevention and control of coal spontaneous combustion in gob.Coal spontaneous combustion danger zone is influenced by the parameters such as air flow，suction drainage pressure and position of high extraction roadway.Taking Tianchi coal mine 301 working face as case，through arranged monitoring points in gob and analyzed gas concentration，the key zone of the coordination prevention was determined between the disaster of methane and coal spontaneous combustion.Combined gas extraction and coal spontaneous combustion coupling mechanism，the main technical parameters including air volume，position of high drainage roadway and mining rate were determined by the mean of numerical simulation and field measurement.The property parameters such as air volume (3 000～3 500 m3/min)，advance speed (1.39～6.84 m/d)，distance between drainage roadway and roof (30 m)，distance between drainage roadway and air return way (25 m) and drainage pressure (14.5～17.5 kPa) could not only insure drainage effect，but also prevent the coal spontaneous combustion effectively in gob.

methane；coal spontaneous combustion；air volume；high level suction roadway；advance speed

10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2016.0402

1672-9315(2016)04-0457-06

2016-04-10責(zé)任編輯：楊忠民

國(guó)家自然科學(xué)基金(51504186)；陜西省教育廳科研專項(xiàng)(14JK1477)；西安科技大學(xué)教改專項(xiàng)(JG14094)

劉振嶺(1974-)，男，河北故城人，博士研究生，高級(jí)工程師，E-mail：LZL9498@126.com

TD 75

A