周愛桃，張蒙，王凱，陶博

中國礦業(yè)大學(xué)(北京)應(yīng)急管理與安全工程學(xué)院，北京 100083

采空區(qū)涌出瓦斯是采煤工作面瓦斯超限的重要原因之一，也是煤礦瓦斯治理的重點和難點[1-2]。神東布爾臺煤礦煤層位于瓦斯風(fēng)化帶，煤層瓦斯含量尤其是可解吸瓦斯量較低，煤層原始瓦斯含量相對較低，但由于礦井開采強度大、產(chǎn)量高，導(dǎo)致礦井絕對瓦斯涌出量很大，礦井相對瓦斯涌出量為0.74 m3/t，但礦井絕對瓦斯涌出量達到了35.51 m3/min，且隨著開采深度加深有增大的趨勢。采煤工作面回風(fēng)隅角瓦斯易積聚，頂板垮落易造成瓦斯?jié)舛人查g增高，是礦井瓦斯災(zāi)害的主要危險源。國內(nèi)外大量現(xiàn)場實踐研究已表明，采用瓦斯抽采的方法來解決綜放工作面瓦斯超限問題是行得通的[3-5]。胡千庭等[6]基于數(shù)值模擬理論基礎(chǔ)，利用FLUENT對工作面采空區(qū)瓦斯運移特征及在地面鉆孔抽放條件下的瓦斯運移特征進行了數(shù)值計算，驗證了可以用CFD模擬軟件建立模型研究采場瓦斯分布特征。王凱等[7]結(jié)合綜合機械化放頂煤技術(shù)條件下新型礦井J型通風(fēng)方式，全面地分析了J型通風(fēng)采場瓦斯運移規(guī)律，指出可以利用J型通風(fēng)的方式解決采場向回風(fēng)隅角集中漏風(fēng)的問題，科學(xué)高效地解決了U型通風(fēng)方式回風(fēng)隅角瓦斯聚集的隱患。

本文以布爾臺礦綜放工作面為研究對象，掌握采空區(qū)瓦斯流動特征，優(yōu)化布爾臺礦綜放工作面采空區(qū)瓦斯治理措施，對高產(chǎn)高效低瓦斯礦井解決采空區(qū)及上隅角瓦斯聚集和超限問題具有重要指導(dǎo)意義。

1 試驗區(qū)生產(chǎn)地質(zhì)條件

布爾臺礦井設(shè)計生產(chǎn)規(guī)模為20 Mt/a，以3個水平開拓全井田。試驗區(qū)位于42201工作面，主采42號上煤層，煤層厚度4.8～7.3 m，屬1級容易自燃煤層，周邊均為未開采區(qū)。42201綜放工作面與22號煤層間距65～87 m，工作面埋深301.6～397.2 m。直接頂為砂質(zhì)泥巖，扁平斷裂、見滑面、較脆、有斜裂縫，厚度5～15 m；基本頂為粉砂巖，厚度5～24 m；直接底為砂質(zhì)泥巖，厚度3～7 m。42201工作面布置42201軌道巷、42201運輸巷和42202軌道巷3條巷道，兩進一回，Y型通風(fēng)方式，如圖1所示。

圖1 綜放工作面移動式瓦斯抽放系統(tǒng)Fig.1 Mobile gas drainage system at working face 42201

布爾臺礦42201綜放工作面采空區(qū)采用插管抽采瓦斯的方式，抽采支管沿采空區(qū)聯(lián)絡(luò)巷布置，當(dāng)相鄰聯(lián)絡(luò)巷之間的距離大于70 m時，在聯(lián)巷間煤柱內(nèi)布置抽采鉆孔，抽采主管路布置在42202軌道巷副幫側(cè)頂板，預(yù)先在各抽放支管處準備好抽放三通，通過變換，連接抽放支管進行抽放。隨著工作面不斷推進，連接閥不斷向前倒移，重復(fù)使用，根據(jù)抽放口距回風(fēng)隅角的距離開啟或關(guān)閉抽放支管。

2 瓦斯運移規(guī)律數(shù)值模擬分析

受限于工作面的實際情況，很難在同一地點進行瓦斯抽采對比試驗。因此，結(jié)合布爾臺煤礦42201綜放工作面現(xiàn)有插管抽采系統(tǒng)，運用數(shù)值模擬軟件FLUENT模擬采場瓦斯流動特征及抽采效果，為選取最佳抽采參數(shù)提供依據(jù)[8-11]。

2.1 模型建立

以布爾臺煤礦42201工作面及其采空區(qū)作為模型原型，把現(xiàn)場斷面不規(guī)整的運輸巷、軌道巷和工作面視為長方體，人員、設(shè)備等不予考慮，根據(jù)運輸巷平均截面積為18.8 m2，軌道巷平均截面積為18.5 m2，設(shè)定運輸、軌道巷尺寸(長×寬×高)為40 m×4.5 m×4 m，工作面尺寸(長×寬×高)為320 m×4.5 m×4 m；采空區(qū)傾向方向尺寸320 m，走向方向尺寸為300 m，整個模型高度為70 m，包括煤層厚度5 m，垮落帶高度15 m，裂隙帶高度50 m，彎曲下沉帶變形量很小[12]，對模擬結(jié)果影響不大，本模型未予考慮。所建模型如圖2所示。

圖2 采場模型及網(wǎng)格劃分Fig.2 Diagram of stope model

2.2 參數(shù)設(shè)置

2.2.1 采空區(qū)參數(shù)設(shè)置

采空區(qū)垮落帶及裂隙帶的設(shè)置通過建立多孔介質(zhì)模型來實現(xiàn)，其主要參數(shù)為黏性阻力系數(shù)(Viscous Resistance)、慣性阻力系數(shù)(Inertial Resistance)和孔隙率(Porosity)。由于采場漏風(fēng)量不大、流場速度較小，基本上是層流區(qū)，慣性阻力對模擬結(jié)果影響較小，故不予考慮。黏性阻力系數(shù)是滲透率的倒數(shù)，難以現(xiàn)場確定。本文采用文獻[13]中的結(jié)果，對隨工作面推進的滲透率Kp與孔隙率φ變化關(guān)系曲線擬合得到的指數(shù)關(guān)系式(1)，編制UDF。采空區(qū)多孔介質(zhì)孔隙率在采空區(qū)內(nèi)不同位置的分布曲面如圖3所示。

Kp=2×10-5e19.23φ

(1)

圖3 采空區(qū)孔隙率分布曲面Fig.3 Porosity distribution curved surface in goaf

2.2.2 采空區(qū)瓦斯質(zhì)量源項的確定

模型的瓦斯涌出源只考慮本煤層遺煤解吸和鄰近層瓦斯涌出。模型的裂隙帶部分作為上鄰近煤層瓦斯源，把垮落帶底部作為本煤層遺煤瓦斯源，采用UDF編程實現(xiàn)。

2.2.2.1 瓦斯源的分布

根據(jù)上述假設(shè)，布爾臺礦42201工作面采空區(qū)瓦斯源主要是22號、22號上、31號等鄰近煤層及本煤層遺煤，其中22號上煤層已回采，采出率大于90%，故不予考慮。

2.2.2.2 本煤層遺煤解吸

遺煤殘余瓦斯解吸量是采空區(qū)瓦斯來源的重要組成部分。根據(jù)現(xiàn)場實測煤體可解吸瓦斯量、瓦斯放散初速度與衰減系數(shù)，結(jié)合遺煤厚度、工作面推進速度，對布爾臺礦42201工作面采空區(qū)進行數(shù)值模擬。

大量的理論研究和現(xiàn)場實踐表明，煤粒的瓦斯涌出強度與時間之間符合如下關(guān)系式[14-15]：

qt=q0e-nt

(2)

式中，qt為單位質(zhì)量煤粒的瓦斯涌出強度，m3/(t·min)；q0為煤粒的初始瓦斯涌出強度，m3/(t·min)；n為煤粒的瓦斯涌出衰減系數(shù)，min-1；t為煤粒暴露時間，min。

根據(jù)式(2)可以獲得任何時間t單位質(zhì)量煤顆粒的累積氣體排放量Qt′：

(3)

以布爾臺礦42201綜放工作面采場為分析主體，進風(fēng)巷拐角處為坐標(biāo)原點，煤層走向方向定為X軸，綜放工作面傾向方向定為Y軸。選取X軸微元dx，則該微元范圍內(nèi)的遺煤質(zhì)量為(1-C)ρhLdx，開采時間由推進距離x和推進速度u來確定，即t=x/u。由此可推導(dǎo)出采空區(qū)x范圍內(nèi)的遺煤累計的瓦斯涌出量Q、相對瓦斯涌出量Qr和絕對瓦斯涌出量Qd：

(4)

(5)

(6)

式中，C為工作面采出率，%；ρ為煤的密度，t /m3；h為工作面煤層高度，m；L為工作面長度，m；x為采空區(qū)深度，m；u為工作面平均推進速度，m /min。

運用瓦斯解吸儀測定布爾臺礦42201工作面煤體瓦斯涌出強度，測定過程選取煤粉作為瓦斯含量測試樣煤，所測解析強度比煤粒塊稍大。煤粉瓦斯解吸強度實測數(shù)據(jù)見表1。

表1 煤粉瓦斯解吸強度實測數(shù)據(jù)

將數(shù)據(jù)整理后進行擬合，如圖4所示?？傻贸霾紶柵_煤礦工作面煤粉瓦斯初始解吸強度q0為0.061 19 m3/(t·min)，煤粉瓦斯解吸衰減系數(shù)n為 0.135 8 min-1。將數(shù)據(jù)代入式(6)，得出遺煤瓦斯涌出強度與采空區(qū)深度的關(guān)系式，把垮落帶底部0.5 m作為本煤層遺煤瓦斯源，編制UDF代入模型。

圖4 公式擬合情況Fig.4 Formula fitting situation diagram

2.2.2.3 鄰近層瓦斯涌出量

鄰近層瓦斯涌出量計算公式[16]為

(7)

式中，qad為鄰近層瓦斯涌出量，m3/t；mi為第i個鄰近層厚度，m；m為開采層的開采厚度，m；Ki為第i鄰近層瓦斯排放率，%；Woi為第i煤層的原始瓦斯含量，m3/t。

Ki是一個多變量函數(shù)，與開采層煤厚B、采煤工作面長度L、開采層至鄰近層的垂距h相關(guān)，它們之間遵循如下函數(shù)關(guān)系[17]

(8)

布爾臺煤礦42201工作面開采層煤厚B為5.7 m，開采厚度m為4 m，工作面長度L為320 m，結(jié)合各鄰近層厚度mi、瓦斯含量Woi以及鄰近層至開采層的垂直距離h，得出鄰近層瓦斯涌出量見表2。

表2 鄰近層瓦斯絕對涌出量取值

2.3 結(jié)果分析

基于現(xiàn)有抽采方式下瓦斯?jié)舛确植记闆r研究，在不考慮瓦斯抽采的情況下，采場瓦斯在三維空間里的分布規(guī)律如圖5和圖6所示。

2.3.1 水平方向

在z=2 m平面[圖5(a)(b)]，沿工作面走向方向自進風(fēng)側(cè)至回風(fēng)側(cè)瓦斯?jié)舛戎饾u增大，且在上隅角處積聚，新鮮風(fēng)流自進風(fēng)巷流向工作面，有少部分風(fēng)流漏風(fēng)流入采空區(qū)，在工作面中部時漏風(fēng)流開始將采空區(qū)內(nèi)聚集的高濃度瓦斯帶回工作面，在上隅角處瓦斯聚集更為明顯；受漏風(fēng)風(fēng)流流動影響，瓦斯?jié)舛鹊戎稻€圖在采場內(nèi)呈拋物線狀，且自進風(fēng)側(cè)至回風(fēng)側(cè)瓦斯?jié)舛茸兓絹碓娇?。沿采空區(qū)傾向方向，自工作面至采空區(qū)深部瓦斯?jié)舛仍絹碓酱蟆?/p>

在z=20 m[圖5(c)]處，采空區(qū)近上隅角側(cè)最深處瓦斯?jié)舛茸罡?，回風(fēng)隅角上部瓦斯?jié)舛雀哂谶M風(fēng)側(cè)，整個采場平面區(qū)域出現(xiàn)兩個極大值區(qū)域和一個極小值區(qū)域。

圖5 采場瓦斯在水平方向的分布Fig.5 Gas distribution in horizontal direction in stope

2.3.2 垂直方向

在垂直工作面方向上[圖6(a)]，瓦斯等值線在進風(fēng)側(cè)較為稀疏，在回風(fēng)側(cè)較為密集。這是由于進風(fēng)側(cè)處風(fēng)流新鮮、風(fēng)速大，稀釋帶走此處瓦斯；而回風(fēng)隅角處因攜帶采空區(qū)瓦斯的漏風(fēng)流回流。

在煤層走向方向上[圖6(b)]，受采場漏風(fēng)流的影響，瓦斯等值線在近工作面?zhèn)容^為稀疏，而在采空區(qū)中部比較密集。

圖6 采場瓦斯在垂直方向的分布Fig.6 Gas distribution in vertical direction in stope

3 方案優(yōu)化

基于以上研究，結(jié)合布爾臺礦現(xiàn)有瓦斯抽采技術(shù)，模擬不同插管間距、負壓和配風(fēng)比條件下的采空區(qū)氣體運移規(guī)律和瓦斯抽采效果，優(yōu)化上隅角插管抽放技術(shù)[18-20]。

3.1 抽放口距回風(fēng)隅角距離對插管抽采效果的影響

插管間距直接決定著抽采效果，不同抽放口距回風(fēng)隅角距離(20 m、40 m、60 m、80 m)條件下的回風(fēng)隅角處瓦斯分布如圖7所示。圖8為不同距離下工作面傾向方向上近采空區(qū)側(cè)監(jiān)測所得瓦斯?jié)舛茸兓€。抽采效果分析如下：

(1) 抽放口距回風(fēng)隅角的間距為20 m時，瓦斯抽采效果欠佳。此時抽采口距離工作面較近，采空區(qū)垮落塌實度較差，在抽采負壓作用下工作面向采空區(qū)漏風(fēng)，雖然此處的瓦斯?jié)舛冉档?，但插管的抽采效率不高，瓦斯抽采濃度低而且不穩(wěn)定。

圖7 不同抽放口距回風(fēng)隅角距離條件下回風(fēng)隅角處瓦斯?jié)舛鹊戎稻€Fig.7 Contours of gas concentration at the air-return corner with different distances between drainage port to return corner

圖8 工作面傾向方向上近采空區(qū)側(cè)瓦斯?jié)舛茸兓€Fig.8 Variation curves of gas concentration near goaf in the inclined direction of working face

(2) 抽放口距回風(fēng)隅角的間距為40 m時，上隅角處瓦斯?jié)舛容^低，約為0.2%，抽采效果較佳。

(3) 抽放口距回風(fēng)隅角的間距為60 m時，上隅角瓦斯?jié)舛鹊陀?.2%，抽采效果良好。

(4) 抽放口距回風(fēng)隅角的間距為80 m時，回風(fēng)隅角瓦斯的治理效果差，瓦斯?jié)舛燃s為0.67%，抽采效果有所下降?？梢钥闯?，當(dāng)抽放口距回風(fēng)隅角的距離達到一定值時，抽采效果隨著距離的增加逐漸降低。

綜上所述，抽放口距離回風(fēng)隅角為40 m時的抽采效果最佳。

3.2 抽采負壓對插管抽采效果的影響

在抽放口距回風(fēng)隅角間距為40 m的條件下，不同抽采負壓(10 kPa、20 kPa、30 kPa)影響下回風(fēng)隅角處瓦斯分布如圖9所示，圖10為不同抽采負壓下工作面傾向方向上近采空區(qū)側(cè)監(jiān)測所得瓦斯?jié)舛茸兓€。

不同抽采負壓條件下抽采效果分析如下：

(1) 當(dāng)抽采負壓為10 kPa時，上隅角瓦斯得到一定緩解，雖有一定下降但不明顯，上隅角瓦斯?jié)舛瘸^0.36%，此時瓦斯抽采量較小，不足以解決上隅角瓦斯聚集的問題。

圖9 不同抽采負壓條件下回風(fēng)隅角處瓦斯?jié)舛鹊戎稻€圖Fig.9 Contours of gas concentration at air-return corner with different drainage negative pressures

圖10 工作面傾向方向上近采空區(qū)側(cè)瓦斯?jié)舛茸兓€Fig.10 Variation curves of gas concentration near goaf in the inclined direction of working face

(2) 當(dāng)抽采負壓為20 kPa時，上隅角處瓦斯超限問題得到有效解決，瓦斯?jié)舛燃s為0.2%，抽采效果較好。

(3) 當(dāng)抽采負壓為30 kPa時，上隅角瓦斯?jié)舛入m有所降低，但回風(fēng)隅角側(cè)工作面向采空區(qū)漏風(fēng)現(xiàn)象明顯，因此過高的抽采負壓會增加工作面向采空區(qū)漏風(fēng)，有可能引發(fā)采空區(qū)自然發(fā)火。

3.3 不同配風(fēng)比對插管抽采效果的影響分析

保持插管間距和抽采負壓不變，分別模擬42201工作面輔助運輸巷進風(fēng)(主進風(fēng))和運輸巷進風(fēng)(輔助進風(fēng)巷)配風(fēng)比為1.5∶1、2.3∶1、3∶1、4∶1時回風(fēng)隅角處瓦斯分布如圖11所示，其中2.3∶1為42201工作面現(xiàn)配風(fēng)比。圖12為不同配風(fēng)比條件下工作面傾向方向上近采空區(qū)側(cè)監(jiān)測所得瓦斯?jié)舛茸兓€。

不同配風(fēng)比條件下抽采效果分析如下：

(1) 整體上來看，隨著風(fēng)量配比的增加，采空區(qū)漏風(fēng)也隨之加重，整個采空區(qū)的瓦斯?jié)舛入S著風(fēng)量的增大而降低。

(2) 當(dāng)主輔進風(fēng)比為1.5∶1和2.3∶1時，隨著風(fēng)量配比的增加，上隅角處瓦斯超限問題得到有效解決，瓦斯?jié)舛戎饾u降低；當(dāng)主輔進風(fēng)比為3∶1和4∶1時，整個采場瓦斯?jié)舛扔兴陆?，但隨主輔進風(fēng)比增大上隅角瓦斯?jié)舛戎饾u增大，上隅角瓦斯聚集現(xiàn)象較為明顯。這是因為當(dāng)主輔進風(fēng)比較小時，隨著主進風(fēng)巷風(fēng)量的增加，風(fēng)流稀釋并帶走了部分回風(fēng)隅角的瓦斯；隨著風(fēng)量的繼續(xù)增大，工作面向采空區(qū)漏風(fēng)現(xiàn)象亦更加明顯、漏風(fēng)量更大，漏風(fēng)風(fēng)流會把采空區(qū)高濃度瓦斯帶回工作面及回風(fēng)隅角。因此，漏風(fēng)量和回風(fēng)隅角的瓦斯?jié)舛入S著主進風(fēng)巷風(fēng)量的增加而增加，解決上隅角瓦斯超限問題并不是采煤工作面風(fēng)量越大效果越好。綜上所述，得出當(dāng)主輔進風(fēng)比為1.5∶1和3∶1時，較為合理。

因布爾臺礦新增一個綜放工作面，使得42202工作面風(fēng)量小于原定風(fēng)量，調(diào)高配風(fēng)比難以實現(xiàn)，而較低的配風(fēng)比將影響工作面正常生產(chǎn)，導(dǎo)致工作面風(fēng)量不足、溫度升高等。故現(xiàn)場考察時不考慮配風(fēng)比對抽采效果的影響。

3.4 瓦斯抽采技術(shù)優(yōu)化方案

根據(jù)上述模擬分析結(jié)果可知：

(1) 保持采空區(qū)插管抽采負壓不變，當(dāng)抽放口距回風(fēng)隅角距離在20～60 m時，抽采效果隨抽放口距回風(fēng)隅角距離增加而提高，40 m時效果最好；當(dāng)其達到一定值時，抽采效果隨抽放口距回風(fēng)隅角距離增加而下降。結(jié)合布爾臺礦實際情況，插管間距布置為60 m，則隨著工作面的推進，抽放口距回風(fēng)隅角的距離在20～80 m之間。

(2) 合理的抽采負壓同樣對抽采效果至關(guān)重要。負壓過小，瓦斯抽采量較小，不足以解決上隅角瓦斯聚集的問題，達不到預(yù)期抽采效果；負壓過大，采空區(qū)漏風(fēng)增加，插管的抽采效率不高，瓦斯抽采濃度低，還易導(dǎo)致采空區(qū)自然發(fā)火。因此，抽采負壓以20 kPa為宜。

圖11 不同配風(fēng)比條件下回風(fēng)隅角處瓦斯?jié)舛鹊戎稻€圖Fig.11 Contours of gas concentration at air-return corner with different air supply ratios

圖12 工作面傾向方向上近采空區(qū)側(cè)瓦斯?jié)舛茸兓€Fig.12 Variation curves of gas concentration near goaf in the inclined direction of working face

(3) 解決上隅角瓦斯超限問題并不是采煤工作面風(fēng)量越大效果越好。主輔進風(fēng)比較小時，隨著主進風(fēng)巷風(fēng)量的增加，對上隅角瓦斯有一定的稀釋作用；隨著風(fēng)量的繼續(xù)增大，工作面向采空區(qū)漏風(fēng)現(xiàn)象亦更加明顯，漏風(fēng)量更大、漏風(fēng)風(fēng)流會把采空區(qū)高濃度瓦斯帶回工作面及回風(fēng)隅角，因此，漏風(fēng)量和回風(fēng)隅角的瓦斯?jié)舛入S著主進風(fēng)巷風(fēng)量的增加而增加。因此，建議主輔進風(fēng)比為1.5∶1～3∶1。

4 現(xiàn)場應(yīng)用

結(jié)合布爾臺礦二盤區(qū)42202工作面現(xiàn)有抽放系統(tǒng)，根據(jù)數(shù)值模擬及現(xiàn)場實際布置示范工程方案如圖13所示，從過29聯(lián)絡(luò)巷60 m處(原10號鉆孔)開始考察，至過27聯(lián)絡(luò)巷60 m 處(原13號鉆孔)結(jié)束，共計300 m。沿煤壁施工4個抽采鉆孔，布置插管1、2、3、6，且在28、27聯(lián)絡(luò)巷內(nèi)分別布置插管4、5，考察區(qū)域內(nèi)共計6根插管。將考察區(qū)域分為4段，即區(qū)域一至四。

設(shè)計考察方案如下：

(1) 隨著工作面推進，當(dāng)插管1進入采空區(qū)約20 m時，開放使用并開始監(jiān)測，考察有效抽采半徑20～75 m。

圖13 示范工程設(shè)計圖Fig.13 Demonstration engineering design

(2) 當(dāng)插管2進入采空區(qū)約20 m時，開放插管2，關(guān)閉插管1，考察有效抽采半徑20～80 m。

(3) 當(dāng)插管3進入采空區(qū)20 m時，開放插管3，關(guān)閉插管2，考察有效抽采半徑20～80 m。

(4) 當(dāng)插管4進入采空區(qū)20 m時，開放插管4，關(guān)閉插管3，直到插管6進入采空區(qū)20 m處截止，考察有效抽采半徑20～145 m。

(5) 期間監(jiān)測CO濃度，謹防超限，若CO或上隅角CH4濃度超限，及時關(guān)閉插管4，開放插管5，待6號插管進入采空區(qū)20 m時，關(guān)閉插管4，開放插管6。

考察區(qū)域參數(shù)見表3。

表3 考察區(qū)域參數(shù)

4.1 抽放口至回風(fēng)隅角的距離對抽采效果的影響分析

通過建立上隅角瓦斯?jié)舛?、瓦斯抽采純流量、CO濃度隨插管間距的變化關(guān)系，分析采空區(qū)插管抽采瓦斯特點，尋求采空區(qū)插管的合理插管間距，進一步完善瓦斯治理技術(shù)體系。

4.1.1 抽放口至回風(fēng)隅角的距離對上隅角瓦斯?jié)舛刃Ч绊懛治?/p>

在進行數(shù)據(jù)分析時，為排除晝夜交替氣壓變化對結(jié)果的影響，選取測量期間內(nèi)每天同一時刻(夜班1、5點、早班11點、中班17、21點，其中早班為檢修班)，煤機距回風(fēng)隅角大于20 m，垮落情況相同的數(shù)據(jù)(去除完全垮落時的數(shù)據(jù))進行對比。分析可知：

上隅角瓦斯?jié)舛冗_到極大值時，幾乎均處于抽放口距回風(fēng)隅角最近或最遠端；上隅角瓦斯?jié)舛冗_到極小值時，均處于40～60 m之間。上隅角瓦斯?jié)舛葮O大值出現(xiàn)5次，其中4次處于抽放口距回風(fēng)隅角最遠端，一次處于抽放口距回風(fēng)隅角最近端；上隅角瓦斯?jié)舛葮O小值出現(xiàn)4次，抽放口距回風(fēng)隅角的距離均處于40～60 m之間。

4.1.2 抽放口至回風(fēng)隅角的距離對抽采純量的影響分析

抽采純量與抽放口距回風(fēng)隅角的距離基本呈反比，抽放口距回風(fēng)隅角越遠，抽采純量越?。坏榉趴诰嗷仫L(fēng)隅角距離小于20 m時，所形成的抽采負壓距工作面過近，會造成采空區(qū)漏風(fēng)，反而降低抽采純量；當(dāng)抽放口距回風(fēng)隅角20～40 m時，抽采純量較大，抽采純量極大值均在抽放口距回風(fēng)隅角的距離為20～40 m內(nèi)；當(dāng)抽放口距回風(fēng)隅角的距離大于40 m時，隨著距離的增大，抽采純量逐漸減小。

4.1.3 抽放口距回風(fēng)隅角的距離對上隅角CO濃度的影響分析

經(jīng)觀測可知，CO濃度基本上符合隨著抽放距離的增加而增加的變化趨勢，當(dāng)抽放口距回風(fēng)隅角的距離為20～95 m時，CO濃度小于0.024‰；當(dāng)抽放口距回風(fēng)隅角的距離為95～140 m時，部分時段CO濃度超過0.024‰臨界值。這是由于布爾臺礦42號上煤層采空區(qū)自燃帶為18～136 m，采空區(qū)浮煤在自然發(fā)火期以內(nèi)。因此，抽放口距回風(fēng)隅角的距離應(yīng)小于95 m，則插管間距應(yīng)小于75 m。結(jié)合現(xiàn)場實際情況，當(dāng)插管間距為70 m時，既能有效控制抽采成本，滿足工作面推進要求，又可以取得較好的抽采效果。

4.2 抽采負壓對抽采效果的影響分析

統(tǒng)計42202工作面采空區(qū)插管抽采負壓、抽采混合流量、純流量觀測數(shù)據(jù)，以純瓦斯流量為主要考察指標(biāo)，建立采空區(qū)插管抽采主要指標(biāo)混合流量、純流量隨抽采負壓的變化關(guān)系，分析可知：

42202綜放工作面采空區(qū)插管的抽采負壓保持在10～30 kPa內(nèi)，抽采純量隨負壓的增大變化較大，總體上呈拋物線趨勢。當(dāng)負壓為10～18 kPa時，抽采純量、混合流量基本上隨負壓增大而增大，抽采純量雖然有所波動，但總體上呈增大的趨勢，抽采純量保持在1.21～1.37 m3/min內(nèi)，處于較高水平；當(dāng)負壓為18～30 kPa時，隨抽采負壓的增大抽采純量、混合流量均呈下降趨勢，抽采純量、混合流量平均值呈現(xiàn)出先增大，當(dāng)增大至某一數(shù)值時出現(xiàn)上下起伏，然后降低。

綜上所述，負壓為12～18 kPa時，抽采效果較理想。

5 結(jié) 論

(1) 基于布爾臺礦42201工作面建立FLUENT數(shù)值模擬模型，以本煤層采空區(qū)遺煤解吸和鄰近層瓦斯涌出為瓦斯源項，模擬采場瓦斯流動特征，得到了采場水平方向和垂直方向的瓦斯?jié)舛瓤臻g分布規(guī)律。

(2) 模擬不同插管間距、抽采負壓、配風(fēng)比對瓦斯插管抽采效果，分析得出插管抽采的合理技術(shù)參數(shù)如下：抽放口距回風(fēng)隅角的距離在20～80 m，即插管間距為60 m；抽采負壓保持在20 kPa；主輔進風(fēng)比為1.5∶1～3∶1，抽采效果較好。

(3) 綜合考慮現(xiàn)場實際及經(jīng)濟效益、理論分析、數(shù)值模擬結(jié)果等因素，提出42202綜放工作面瓦斯抽采優(yōu)化方案，并現(xiàn)場實測統(tǒng)計相關(guān)抽采數(shù)據(jù)。根據(jù)現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)分析得出插管抽采的合理技術(shù)參數(shù)，當(dāng)插管間距為70 m、抽采負壓為12～18 kPa時，抽采效果較理想。