張 勛,Mamurov Sherzod Alisherovich,路 冰
(遼寧工程技術大學 礦業學院,遼寧 阜新 123000)
礦井火災是威脅煤礦安全生產的主要災害之一。采空區遺留的浮煤在漏風供氧條件下,與氧氣發生緩慢氧化反應,持續一定時間,則發生自燃,導致工作面有毒有害氣體超限,甚至引發瓦斯爆炸等重大災害事故。采用現場實測或數值模擬手段,確定采空區自燃危險區域,并向采空區內注入氮氣、噴灑阻化劑、灌漿等,是目前礦井防治采空區遺煤自燃的主要措施[1-2].朱紅青等[3]研究了不同煤自燃特性參數下采空區“三帶”分布規律;文虎等[4]研究了不同抽采條件對采空區煤自燃“三帶”的影響;焦庚新等[5]分析了近距離煤層下分層采空區煤自燃危險區域分布規律。為研究采空區注氮條件下自燃危險區域變化,本文以某礦29406工作面實際條件為基礎,構建了綜放工作面采空區注氮數值模型,分析未注氮以及不同注氮量條件下采空區氧濃度、溫度等參數變化規律。綜合考慮持續注氮對工作面供氧濃度的影響,給出采空區的最大合理注氮量,以為采空區注氮防滅火提供參數指導。
29406工作面為8#與9#煤層聯合開采,煤層傾角6°~7°,8#煤層平均厚度3.95 m,9#煤層平均厚度3.18 m,聯合開采平均厚度7.74 m.采用綜采放頂煤開采方式,即采9#煤層放8#煤層,采放比1∶1.43.工作面正巷布置長度655 m,副巷布置長度597 m,設計可采走向長度492 m,傾向采面長度216 m.正巷、副巷均采用矩形斷面:凈寬4.20 m,凈高3.20 m;切眼采用矩形斷面:凈寬8.50 m,凈高3.20 m.
29406工作面采用“U”型通風系統,副巷進風,正巷回風,實際配風量834 m3/min,見圖1.工作面四周無火區,煤塵爆炸指數為13.51%.8#煤層為Ⅱ類自燃煤層,在采9#煤層放8#煤層開采方式下,29406工作面采空區存在以8#煤為主的遺煤,使得采空區存在煤自燃火災安全隱患。

圖1 29406工作面布置圖
根據現場實際情況建立幾何模型,見圖2,模型具體設定參數見表1.采空區注氮口布置在進風側距工作面30 m,距底板30 cm的位置。利用ANSYS ICEM軟件,采用結構網格劃分方法對模型進行網格劃分,網格步長取1.5 m.

圖2 幾何模型圖

表1 模型參數設定表
將采空區視為連續非均勻多孔介質區域,主要模擬采空區內部氣體的傳質傳熱,采空區流場控制模型參見文獻[6].依據采空區冒落碎脹系數分布表達式(1),設置頂板初始垮落碎脹系數取較為松散的1.6,壓實后的碎脹系數取較為緊密的1.1:
K(x,y)=Kmin+(Kmax-Kmin)g
exp(-m0d0g(1-exp(-ξm1(d1+φ))))
(1)
式中,K(x,y)為采空區冒落碎脹系數,無因次;Kmax為初始冒落的碎脹系數,無因次;Kmin為壓實后的碎脹系數,無因次;m0、m1分別為距離固壁和工作面的衰減率,m-1,取0.268;d0、d1分別為點(x,y)與固壁和工作面邊界的距離,m;φ為近煤壁調整系數;ξ為控制模型分布形態的調整數,取0.233.
風量測定時,正巷和副巷各選一平直規整斷面測試尺寸、風速,計算風量。29406工作面內部共設定11個測風斷面,風量測試結果見圖3.副巷測定進風量834 m3/min,隨著風流進入工作面,風量開始逐漸減少,漏入采空區。在工作面63#與64#支架之間的測風斷面,風量達到最小值743.85 m3/min,此時漏入采空區的風量達到最大值90.15 m3/min.隨后工作面風量開始增加,漏入采空區的風流逐步回歸工作面。

圖3 工作面風量測定曲線圖
由圖3可知,29406工作面的數值模擬最大漏風量為85.13 m3/min,與實測值相比,誤差在10%以內。因此,認為通過數值模擬可以較真實反映采空區內復雜漏風狀況。
采空區氧氣濃度場及高溫區域分布見圖4.

圖4 采空區氧氣濃度場及高溫區域分布圖
由圖4a)可知,采空區鄰近進風巷一側為主要漏風區域,此區域內氧氣分布范圍廣,遺煤長時間處于高氧環境中會發生緩慢氧化反應,同時釋放熱量。圖4b)給出了采空區內溫度為33 ℃、40 ℃的等值面。此時,采空區存在40 ℃高溫區域,33 ℃以上區域在采空區傾向均有存在。
按復合判據劃分采空區自燃危險區域,即以漏風速率0.004 m/s作為散熱帶與氧化帶劃分指標、氧氣濃度7%作為氧化帶與窒息帶劃分指標[4-5],得到采空區自燃“三帶”分布,見圖5.
由圖5可知,采空區自燃危險區域主要分布在進風側距工作面21~130 m處,最大寬度109 m;采空區中部范圍為距工作面30~108 m處,寬度78 m,并向回風側逐漸減小。此時,采空區自燃危險區域分布范圍廣,遺煤自燃風險較高,需采取注氮措施縮小自燃危險區域范圍。

圖5 采空區自燃“三帶”分布圖
依據現場實際情況,進行采空區注氮數值模擬。設置8組注氮量,分別為200 m3/h、400 m3/h、600 m3/h、800 m3/h、1 000 m3/h、1 200 m3/h、1 400 m3/h、1 600 m3/h.由于29406工作面采用“U”型通風系統,漏風集中在進風隅角漏入采空區,為了使氮氣在流場作用下盡可能大地覆蓋自燃危險區域,故將注氮口布置在距工作面30 m的進風巷一側。
不同注氮量時采空區的氧氣濃度分布變化見圖6.注氮條件下,采空區氧氣濃度呈現整體降低,且隨注氮量增加,降低范圍逐漸擴大。在采空區走向上,隨著注氮量的增加,氧氣濃度最低區域越來越靠近工作面,由注氮量200 m3/h時的150 m提前至注氮量1 600 m3/h時的50 m.在采空區傾向上,氧氣濃度峰值區域由距離回風巷205 m轉移至距離回風巷90 m,氧氣濃度峰值點由20.71%降低至11.87%.

圖6 注氮條件下采空區氧氣濃度變化圖
圖7為注氮條件下采空區溫度33 ℃的等值面變化圖。對比圖4可以看出,當注氮量為200 m3/h時,采空區40 ℃等值面已經消失,33 ℃等值面的邊界縮小至距回風側172.1 m.隨著注氮量不斷增加,33 ℃等值面不斷減小。當注氮量增加為600 m3/h、1 000 m3/h、1 200 m3/h時,33 ℃等值面邊界逐步縮小至距回風側149.5 m、110.4 m、50.6 m,效果顯著。當注氮量達到1 600 m3/h,33 ℃等值面已基本不存在。說明隨著注氮量增加,大幅度降低了采空區內氧氣分布范圍,使得煤氧反應速率大大降低,氧化升溫帶的溫度也隨之下降。

圖7 注氮條件下采空區33 ℃等值面圖
圖8為注氮條件下采空區自燃“三帶”變化對比圖。當注氮量為200 m3/h時,采空區進風側氧化帶的寬度明顯縮減,由未注氮時的最大寬度109 m,縮減至70 m,但此時對回風側的氧化升溫帶寬度影響不大。隨著注氮量不斷增加,回風側氧化帶寬度也開始不斷減小。當注氮量達到1 600 m3/h時,采空區氧化升溫帶的最大寬度僅為11 m,在傾向上則縮減至距回風巷20~162 m.采空區氧化升溫區域的快速縮減,大幅度降低了采空區遺煤自燃危險性。

圖8 注氮條件下采空區氧化升溫區域變化圖
采空區注氮量增加,可有效縮減自燃危險區域分布范圍,但注氮量的持續增加,必然導致部分氮氣由采空區涌出工作面,使得工作面供氧濃度降低,威脅作業人員安全。為此,以工作面回風側氧氣濃度不低于18%為基準,分析采空區注氮極值,即允許的最大注氮量。
圖9a)為采空區不同注氮量時工作面氧氣濃度的變化曲線。隨著注氮量升高,工作面回風側氧氣濃度不斷降低。當注氮量200~1 200 m3/h時,工作面氧氣濃度均維持在18%以上,注氮量進一步增加至1 400 m3/h、1 600 m3/h,回風隅角的氧氣濃度分別降低至17.58%、17.13%,易對工作面作業人員造成傷害。為精確給出采空區注氮極值,對注氮量與回風隅角的氧氣濃度關系進行曲線擬合,見圖9b).二者擬合公式為:

圖9 注氮量與工作面氧氣濃度關系曲線圖
y=y0+A·eR0·x
(2)
式中,y為工作面回風隅角的氧氣濃度;x為采空區注氮量;y0=0.19、A=-1.1×10-3、R0=1.76×10-3.擬合公式相關性系數為0.95.當氧氣濃度為18%時,計算注氮量為1 220 m3/h,注氮量大于該值,工作面回風隅角的氧氣濃度均低于18%,不符合要求。
綜上可知,采空區允許的最大注氮量為1 220 m3/h,此時采空區氧化升溫帶的最大寬度為23.2 m.
1)通過工作面漏風實測與數值模擬手段,分析29406工作面采空區自燃危險區域分布,氧化升溫帶最大寬度109 m,位于進風側距工作面21~130 m區域,在回風側區域,氧化升溫帶寬度不斷減小。同時,采空區存在40 ℃高溫區域,33 ℃以上區域在采空區傾向均有存在。
2)采空區注氮條件下,自燃危險區域逐漸縮減。當注氮200 m3/h時,采空區40 ℃等值面消失,隨著注氮量增加,采空區33 ℃以上高溫區域不斷減小,直至注氮1 600 m3/h時基本消失,氧化升溫帶最大寬度則由109 m逐步降低至11 m,注氮效果顯著。
3)以工作面回風側氧濃度不低于18%為基準,確定采空區最大注氮量為1 220 m3/h,此時氧化升溫帶最大寬度為23.2 m.