目前,瓦斯抽放是治理工作面瓦斯超限的主要方法,但由于我国大部分煤层的渗透率较低,单靠瓦斯抽放不足以解决高瓦斯综放工作面上隅角的瓦斯超限问题。对此,有学者提出利用增加漏风汇的方法予以解决,其中尾巷就是比较经济有效的治理上隅角瓦斯超限的方法。但我国《煤矿安全规程》规定,尾巷只能在不易自燃的煤层中使用,这就增加了高瓦斯易自燃工作面的瓦斯治理难度。因此有必要对高瓦斯易自燃工作面的瓦斯治理和煤自燃预防方法进行研究,力求找到一种不会增加煤矿自燃危险性的瓦斯治理方法,从而降低煤矿的瓦斯治理难度和开采成本,促进煤矿的安全高效开采。采空区煤自燃是一个复杂的物理、化学变化过程,其低温阶段的宏观表现为热量的产生和气体产物的生成。本文建立了能够反映采空区CH4、CO2的动态生成及采空区多孔介质固气间能量交换的三维动态采空区煤自燃数学模型,并对其关键参数进行了研究。利用动网格技术建立了反应工作面回采过程的三维动态几何模型,并用UDF自定义函数定义了采空区区域运行方式,结合煤自燃动态数学模型,实现了对三维采空区煤自燃的动态仿真模拟。U型通风系统为一源一汇的通风系统,U+L型通风系统为一源两汇的通风系统。U型通风系统不利于上隅角瓦斯防治,但可以最大限度的减少向采空区的漏风,对采空区煤自燃防治有利,而U+L型通风系统恰恰相反。为了对比研究U型通风系统和U+L型通风系统对采空区煤自燃的影响规律,分别研究了两种通风系统对采空区漏风流场、瓦斯浓度场分布规律以及采空区底板遗煤和冒落带中不可采的临近层遗煤的自燃耦合规律及高温点的空间分布规律,结果表明:(1)采空区双层遗煤的温度场分布状态是工作面通风系统、采空区遗煤位置、厚度、采空区瓦斯浓度、煤层倾角等因素综合作用的结果;(2)U+L型通风系统的回风巷和尾巷压差、煤层倾角对采空区煤自燃有重要的影响。围岩温度影响着矿井大气的温度、煤低温氧化热生成速率和向周围环境的散热速率。本文研制了温度控制范围从0～180℃的煤低温氧化绝热实验系统,完成了从起始温度20℃绝热升温到160℃的绝热氧化实验,结果表明,煤在低温阶段(20～40℃)的升温时间占总升温时间的54%。本文还利用煤自燃动态仿真模拟方法,对不同的围岩温度下,采空区温度场的分布规律进行了研究,研究表明围岩温度越高,正常回采时的采空区最高温度越高,停采后达到燃点的时间越短。实验室物理模拟实验和数值模拟实验表明,在相同煤质下,矿井围岩温度越低,采空区遗煤的自然发火期越长。基于以上研究,本文得到了一种新型的通风系统——U_U型均压通风系统。相对于U型通风系统,U_U型均压通风系统对采空区风压梯度和漏风流场的影响很小,不会增加采空区底板遗煤进风侧遗煤和冒落带遗煤温度,只会略微增大联络巷口附近的采空区遗煤温度,而联络巷口附近的遗煤自燃氧化过程完全可控。由于U_U型均压通风系统有大的沿空留巷断面,可以保证回风巷和联络巷仅有一个小的压差就能使联络巷中有足够的风量,这样既解决了上隅角瓦斯超限,又可把联络巷瓦斯浓度控制在较低水平。所以U_U型均压通风系统能够有效治理工作面瓦斯超限并且不会增加采空区煤自燃的危险性。U_U型均压通风系统在煤矿现场的成功应用表明,它是高瓦斯易自燃工作面治理瓦斯超限和防止采空区煤自燃的有效方法,具有重大的社会效益和经济效益。该论文有图114幅,表11个,参考文献163篇。