高地溫礦井采空區煤自燃O2濃度場分布研究

劉軼康， 牛會永， 聶琦苗， 魯義， 李石林

(1.湖南科技大學 資源環境與安全工程學院，湖南 湘潭 411201；2.湖南科技大學 煤礦安全開采技術湖南省重點實驗室，湖南 湘潭 411201；3.北京科技大學 土木與資源工程學院，北京 100083)

0 引言

隨著礦井開采逐漸向深部發展，開采環境日趨惡化?！睹旱V安全規程》明確規定，采掘工作面空氣溫度不得超過26 ℃，硐室空氣溫度不得超過30 ℃。因此，作業溫度超過26 ℃的礦井可視為高地溫礦井[1]。隨著礦井開采深度增加，高溫熱害礦井數量不斷增加。據統計，我國國有煤礦中約有56%礦井存在煤層自然發火危險，在已開采的220個綜放工作面中，由采空區遺煤自燃導致的火災事故多達182起[2]。開采深度增加導致地溫梯度增高，使井下煤巖體溫度上升，長時間高溫環境在一定程度上會改變煤體蓄熱條件，增加煤自燃危險性，嚴重威脅礦井安全開采作業。

許多學者對高地溫導致的煤自燃問題做了大量研究。鄧軍等[3]通過程序升溫試驗裝置對煤樣預先40 ℃恒溫氧化后進行程序升溫試驗，得出高溫環境下煤體的氣體產生率、耗氧速率及放熱強度高于常溫下氧化煤體，煤自燃危險性更大。文虎等[4]通過對深井綜放采空區數值模擬分析得出采空區O2濃度在進風側比較高且高地溫會導致綜放采空區浮煤自燃危險性增大。馬礪等[5]研究了高地溫工作面煤層氧化放熱特性及預控方法，得出高地溫使氧化升溫帶范圍增大。張修峰等[6]進行了不同初始氧化溫度的煤絕熱氧化實驗，結果表明，隨著地溫升高，煤自燃傾向性增大，會由不易自燃煤變為自燃煤。李文福等[7]針對井下高地溫環境對煤自燃的影響，利用煤自燃發火系統探究不同溫度下標志性氣體產生規律及特征溫度變化規律，結果表明,高溫環境下煤體氧化產生氣體的速率高于常溫下氧化煤體。馬冬娟等[8]對高溫處理后煤樣進行實驗研究，結果表明,地溫對不同變質程度煤自燃特性的影響存在差異，且低階煤更易受高地溫環境的影響。石政鋒[9]對采空區自燃“三帶”立體分布規律進行了研究，研究結果表明，在進風巷、回風巷和工作面處O2體積分數為20%左右，隨著向采空區內部深入，O2體積分數逐漸降低。

上述研究采用理論分析及實驗研究的方法研究了高地溫對采空區煤自燃的影響，取得了一定成果，但煤自然發火實驗復雜程度較高，理論分析與實驗研究難以全面反映采空區煤自燃O2濃度場分布情況。為此，本文采用Fluent數值模擬軟件建立物理模型，對煤自燃傾向性進行研究，分析了在地溫升高情況下，加大通風量降溫后，采空區及進風側、回風側和采空區中段O2濃度場分布規律，結合“三帶”分布確定煤易自燃范圍和最大理論寬度。為避免因煤自燃引起的事故，可根據煤自然發火實驗測得煤自然發火期，從而進一步計算安全推進速度，為煤礦開采提供理論依據。

1 高地溫對采空區煤自燃的影響

地溫隨深度增加呈線性或非線性增長趨勢[10]。采深增加，開采強度增大，加之深井下環境溫度升高，使得開采難度與危險性進一步增大。煤體自燃主要取決于煤體耗氧速率、蓄熱環境和供氧條件，高地溫對煤自燃影響主要集中在這3個方面。

(1)高地溫與耗氧速率的關系。隨地溫升高，煤體干裂，孔隙裂隙增大，導致煤體的表面活性增強，耗氧速率增大，煤體更容易氧化升溫[11]，導致煤體自燃。

(2)高地溫與蓄熱環境的關系。井下圍巖溫度增加，給采空區遺煤形成了一個良好的蓄熱環境，熱量積聚增大了采空區環境的濕度，熱輻射散熱速率減弱，所放熱量不能及時擴散到周圍環境中，導致煤氧復合作用受到阻礙。當煤體自燃蓄熱條件發生變化且采空區環境溫度升高時，易造成遺煤自燃。

(3)高地溫與供氧條件的關系。當井下環境溫度隨開采深度增加而升高時，采用增加漏風的方法降低井下環境溫度，大量風流流經工作面及采空區，與長時間工作的設備及高溫巖體所散發的熱量相互碰撞，形成熱力梯度，產生熱風壓，導致煤體氧化放熱性能增強，最終增加了遺煤自燃的危險性。同時，熱風壓持續作用下采空區內部高溫有害氣體會沿漏風風路從下隅角涌入工作面，導致熱害問題[12]。

2 數學模型

(1)滲流場控制方程。一般假設采空區內部遺煤發生煤氧復合反應緩慢，氣體流動穩定且滿足質量守恒、能量守恒及動量守恒方程[13]。

(1)

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(4)

式中：ρ為流體密度，kg/m3；t為時間，s；θ，w，ψ分別為速度矢量v在x，y，z方向上的分量，m/s；p為流體微元體所受壓力，Pa；τxx，τxy，τxz，τyx，τyy，τyz，τzx，τzy，τzz分別為流體微元體表面所受黏性應力在各個不同面上的分量，Pa；Fx,Fy,Fz分別為流體微元體在x,y,z方向上的體積力，N。

(2)O2濃度控制方程。在一定條件下，放熱強度與氧濃度呈同步上升關系，氧供給越充分，煤與氧復合使用越快，放熱強度越大。采空區遺煤與擴散O2發生化學反應，其耗氧速率與氧濃度成正比[14]。

(5)

式中：n為孔隙率；ρf為混合氣體密度，kg/m3；Y為O2體積分數；D為O2在煤體中的擴散系數；W(O2)為煤體耗氧速率，kg/(m3·s)。

(3)采空區多孔介質動量損失模型。氣體在多孔介質區域內擴散滲流所受到的阻力可通過定義黏性阻力系數和慣性阻力系數[15]來實現。

(6)

式中：S為采空區多孔介質的動量損失項；Bj和Cj分別為j向流體的黏性阻力系數矩陣和慣性阻力系數矩陣；μ為流體的動力黏度，Pa·s；vj為j向流體的滲透速度，m/s。

采空區內部空間各個方向上的黏性阻力系數k和慣性阻力系數c分別為

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(8)

式中dp為平均粒徑，m。

3 采空區流場數值模擬

3.1 采空區物理模型

采用Fluent數值模擬軟件建立采空區物理模型，該采空區物理模型由進風巷、回風巷、工作面、液壓支架和采空區(斷裂帶、垮落帶)5個部分組成，如圖1所示。其中進風巷、回風巷長度為40 m，寬度為 3 m，高度為5 m；工作面長度為200 m，寬度為10 m，高度為6 m; 采空區長度為 300 m，寬度為200 m，高度為30 m；液壓支架在工作面區域內長度為193 m。

圖1 采空區物理模型

3.2 采空區數值模擬參數

根據井下流場實際情況，將進風巷設為速度入口邊界，回風巷設為自由流出口邊界，各多孔介質區交界面設為流體內部邊界，其他邊界均設為絕熱邊界。多孔介質阻力參數見表1。為了提高模擬的計算精度，采用六面體網格方法對數值模擬網格進行劃分，進風巷、回風巷網格半徑為1.25 m，支架網格間距為1.5 m，采空區網格間距為1.75 m。常規地溫(24.8 ℃)下進風速度設置為2 m/s，通風量設置為1 800 m3/min，高地溫(40 ℃)進風速度增大為3 m/s，其通風量相應增大到2 700 m3/min，根據程序升溫實驗和工作面現場觀測數據，選擇常規地溫24.8 ℃和高地溫40 ℃的耗氧速率[16]，將采空區各相關參數及邊界條件輸入Fluent軟件中，對采空區O2濃度場進行數值模擬。采空區模擬參數見表2。

表1 多孔介質阻力參數

表2 采空區模擬參數

4 數值模擬分析

4.1 采空區O2濃度場分布

采空區煤自燃災害與漏風強度有密切關系，漏風強度隨著采空區距工作面距離的增加而減小。在采空區內部，一方面，漏風為煤自燃提供了充足O2，另一方面，風流會帶走煤氧反應所需要的O2，導致采空區內部O2濃度場分布復雜。通風量分別為1 800，2 700 m3/min時的采空區O2體積分數分布如圖2所示。在通風量相同的情況下，溫度從24.8 ℃升高到40 ℃時，O2隨著風流向整個采空區滲入，O2濃度隨采空區深度增加而減??；在溫度相同的情況下，通風量從1 800 m3/min增大到2 700 m3/min時，采空區漏風范圍大幅度提升，采空區O2濃度變化明顯，O2幾乎充滿整個采空區，并且高濃度O2存在范圍增大，此時由于熱量積聚導致采空區溫度升高，采空區內部遺煤溫度也持續增加，煤氧復合作用和耗氧速率加快，分子運動和擴散作用變快，在高濃度O2存在范圍增大的情況下，遺煤自燃的可能性增大。

(a)通風量1 800 m3/min，溫度24.8 ℃

為更好地分析O2濃度場變化情況，取距離工作面80，160，240，300 m的切片進行分析，得出O2體積分數立體分布，如圖3所示，其中a為采空區長度，b為采空區寬度，f為采空區高度?？煽闯鲞M風側O2濃度大于回風側O2濃度，表明進風側煤自燃危險性大于回風側；隨著采空區距工作面距離的增大，O2濃度隨之減小。

(a)通風量1 800 m3/min，溫度24.8 ℃

在通風量相同的情況下，溫度從24.8 ℃升高到40 ℃時，O2濃度隨采空區深度增加而減小，采空區在高溫情況下風流不穩定，溫度的不均勻分配導致熱風壓存在于局部位置，O2在熱風壓作用下會向上覆采空區運移和積聚，致使上覆采空區O2濃度變大，此時在耗氧速率增大的情況下，上覆采空區的煤體更易氧化升溫，即上覆采空區煤自燃危險性更大。

在溫度相同情況下，風量從1 800 m3/min增大到2 700 m3/min時，O2隨風流向采空區深部滲入，致使采空區深部存在高濃度O2，在a=240 m和a=300 m切片位置可明顯看到風量增大后O2濃度增大，表明深部采空區煤自燃傾向性增大；通風量增大，進風側到回風側O2從高濃度逐漸降低為低濃度，但有大量O2從進風側向回風側運移，導致回風側O2濃度呈不斷增大趨勢，該位置煤自燃危險性隨之增大。

4.2 進風側、采空區中段與回風側O2濃度分析

采空區O2體積分數大于18%時為散熱帶；采空區O2體積分數在8%～18%時為氧化帶；采空區O2體積分數小于8%時為窒息帶[17]。風流從工作面下隅角漏入采空區，在一定程度上導致采空區內不同高度的O2濃度分布各不相同，選擇工作面高度對O2濃度進行分析。由于采空區物理模型工作面高度為6 m，所以選定工作面中間高度為3 m，沿采空區深度方向建立監測線，監測氣體運移情況，在f=3 m時，對進風側、采空區中段與回風側的O2濃度進行分析，如圖4所示。

(a)通風量1 800 m3/min，溫度24.8 ℃

由圖4可知，隨采空區深度增加，進風側與采空區中段O2體積分數持續減小，曲線斜率呈先增大后減小的趨勢；回風側O2體積分數隨采空區深度增加呈減小趨勢，但其曲線斜率變化不明顯。在采空區深度小于150 m時，進風側與采空區中段位置O2體積分數較高且均在20%以上，而回風側O2體積分數持續下降。在采空區深度大于150 m時，進風側與采空區中段O2體積分數均明顯下降。當通風量為1 800 m3/min、溫度為24.8 ℃時，進風側、回風側O2體積分數分別在采空區深度為216，97 m時達8%，在采空區深度為173，33 m時達18%。當通風量為1 800 m3/min、溫度為40 ℃時，進風側、回風側O2體積分數分別在采空區深度為213，98 m時達8%，在采空區深度為179，33 m時達18%。當通風量為2 700 m3/min、溫度為24.8 ℃時，進風側、回風側O2體積分數分別在采空區深度為271，158 m時達8%，在采空區深度為235，54 m時達18%。當通風量為2 700 m3/min、溫度為40 ℃時，進風側、回風側O2體積分數分別在采空區深度為288，185 m時達8%，在采空區深度為213，54 m時達18%。根據分析可知，大量高濃度O2存在于采空區150 m之前，整個采空區進風側與采空區中段的煤自燃危險性均大于回風側。

4.3 安全推進速度推算

結合“三帶”分布確定煤易自燃范圍和最大理論寬度，繼而推算安全推進速度。

地溫增高的同時增大通風量，在一定程度上加大了煤自燃危險性，因此，對溫度為40 ℃、通風量為2 700 m3/min時煤自燃情況進行分析。對采空區煤自燃“三帶”分布范圍進行劃分，得到進風側、回風側、采空區中段“三帶”分布情況，見表3。

表3 采空區煤自燃“三帶”分布

由表3可知，進風側氧化帶寬度為75 m，采空區中段氧化帶寬度為78 m，回風側氧化帶寬度為131 m，因此氧化帶最大寬度L為131 m。在該范圍內O2供應充足，蓄熱環境適宜，漏風量大，為煤自燃提供了有利條件，因此將氧化帶最大寬度視為開采最大理論寬度。

在礦井開采過程中，根據煤自然發火實驗測得煤自然發火期h，進一步計算安全推進速度v0，在礦井開采不穩定時可根據情況提高推進速度以保證開采安全并提高開采效率。

v0=L/h

(9)

5 結論

(1)在通風量相同情況下，溫度從24.8 ℃升高到40 ℃時，O2隨著風流向整個采空區滲入，O2濃度隨采空區深度增加而減??；在溫度相同情況下，當風量從1 800 m3/min增大到2 700 m3/min時，采空區漏風范圍大幅度提升，采空區O2濃度場變化明顯，O2幾乎充滿整個采空區，并且高濃度O2存在范圍增大，此時由于熱量積聚導致采空區溫度升高，采空區內部遺煤溫度也持續增加，煤氧復合作用加快，遺煤自燃的可能性增大。

(2)隨著采空區距工作面距離增大，O2濃度減小，進風側O2濃度大于回風側O2濃度，表明進風側煤自燃危險性大于回風側。

(3)隨著采空區深度增加，進風側與采空區中段O2體積分數持續減小，曲線斜率呈先增大后減小趨勢；回風側O2體積分數隨采空區深度增加呈減小趨勢；大量高濃度O2存在于采空區150 m之前，整個采空區進風側與采空區中段煤自燃危險性均大于回風側。

(4)當溫度為40 ℃、通風量為2 700 m3/min時，氧化帶最大寬度為131 m，將該寬度視為開采最大理論寬度，進一步計算安全推進速度，為煤礦開采提供了理論依據。