特厚高放頂煤開采注氮煤自燃危險抑制特性研究

王利新 ，姚志強 ，王曉歡 ，劉振國 ，劉 偉

（1.山西中煤東坡煤業有限公司，山西 朔州 036000；2.河南理工大學 安全科學與工程學院，河南 焦作 454000）

煤自燃是煤礦開采中存在的具有潛在危險性的災害現象，其易引發瓦斯、煤塵爆炸等重大次生災害，造成嚴重的環境污染與資源浪費[1-3]。由于采空區垮落煤巖隨機垮落分布和復雜的漏風源匯，對煤自燃危險區域的控制更加艱難[4-5]。高放頂煤工作面可以實現對煤炭資源的高效開采，但容易造成采空區遺煤量增加，垮落煤巖孔隙較大，采動覆巖裂縫帶較為發育，導致采空區漏風強度增加，且鄰近工作面漏風量最大，漏風風流除了頂板裂隙漏風外，主要由進風口進入，回風口流出，加劇煤自燃[6-7]。開展高放頂煤工作面采空區煤自燃風險特性分析和防治研究具有重要意義。

減少采空區O2體積分數和分布范圍以及降低煤自燃熱釋放是抑制采空區煤自燃危險區域的有效途徑，國內外眾多學者圍繞采空區遺煤氧化特性和漏風規律，對采空區煤自燃危險區域分布與防治進行了大量研究[8-10]。王飛等[11]以虎龍溝煤礦為例，分析確定了采空區抽放、注氮、溫度場、O2場、CH4場影響關系圖，獲得采空區合理通風、抽采與注氮量；羅新榮等[12-13]基于瓦斯抽采與注氮煤自燃復合防治理論，模擬并確定注氮防滅火關鍵技術方案。部分學者根據煤自燃危險區域，重點研究了采空區惰性氣體優化治理方法。SHI等[14]、XIN 等[15]、ZHANG 等[16]利用數值模擬方法，研究了氮氣注入條件下采空區溫度分布與傳熱影響；ZHANG 等[17-18]、LIN 等[19]通過建立CFD 模型，研究了注氮時采空區氧氣體積分數分布及危險區域變化，確定了不同注氮時間的抑制規律。以上學者針對采空區煤自燃防治開展了大量的研究，但對特厚高放頂工作面煤自燃區域防治尚缺乏研究，特厚高放頂煤工作面采空區煤自燃防治技術對煤礦安全生產至關重要。

為此，以東坡煤礦915 工作面為背景，基于特厚高放頂煤工作面回采情況，采用實驗和數值分析的方法，揭示915 工作面采空區注氮條件下煤自燃抑制特性；實驗研究注氮對煤自燃升溫氧化過程中氣體產物和熱釋放的抑制規律，數值模擬采空區注氮對煤自燃危險區域的抑制特征；在此基礎上優化煤自燃治理方案，為915 工作面安全回采提供技術保障。

1 工作面概況與研究方案

1.1 工作面概況

東坡煤礦915 綜放工作面走向1 175 m，傾向長130 m，所采煤層為9 煤層，半光亮～半暗型煤為主，含少量暗型煤。煤層賦存穩定，煤層厚度16.1～17.2 m,平均厚度16.6 m。煤體視密度 1.45 t/m3。煤層含夾矸4～5 層，夾矸厚度0.1～1.5 m，夾矸為泥巖、砂質泥巖，夾矸為泥巖、砂質泥巖，煤層傾角 1°～4°，平均 3°。煤層瓦斯含量為1.78～1.83 m3/t，煤層瓦斯含量，工作面最大絕對瓦斯涌出量為 1.09 m3/min，礦井二氧化碳絕對涌出量為3.67 m3/min，屬低瓦斯礦井。煤層最短自然發火期期為92 d，煤層的自燃傾向性類型為自燃煤層（II 類）。

實際開采過程中，采礦引起地表裂縫，地面塌陷，導致采空區漏風加劇，工作面采高3.4 m，放煤厚度為13.2 m，采空區遺煤量大。

1.2 研究方案

通過氧化和放熱實驗，結合CFD 方法，研究注氮對煤自燃氧化抑制特性與采空區煤自燃危險區域惰化特性，揭示注氮對煤自燃的抑制規律，優化采空區防滅火關鍵技術方案。研究過程如圖1。

圖1 研究方案Fig.1 Research programme

2 實驗準備

采用河南理工大學自主研發的深部開采煤氧化自燃特性測試系統開展煤體升溫氧化特性實驗，實驗選取200 g 粒徑為5～10 mm 的煤樣，實驗中設置溫升為30～200 ℃，升溫速率為1 ℃/min，通入空氣流量為100 mL/min，升溫過程中每隔3 min將氣體產物通入GC-4000A 氣相色譜中，進行氣體產物檢測。

采用C600 微量熱儀開展煤體熱釋放特性實驗，實驗選取500 mg 粒徑小于1 mm 的煤樣，實驗中設置溫升為30～200 ℃，升溫速率為1 ℃/min，氧氣與氮氣通入配氣室，控制配氣室出口流量為50 mL/min，C600 微量熱儀自動采集相應的熱流數據并傳輸至計算機。

3 理論分析與模型構建

3.1 理論分析

為獲得注氮對采空區煤自燃的影響，必須預先確定煤體的氧化動力學特征，實驗分析可為數值模擬提供參考。實驗過程中煤體內各點O2體積分數的變化主要與空氣對流、分子擴散和紊流擴散、煤氧作用等因素有關。煤樣內O2體積分數分布的對流-擴散方程為[20-21]：

式中： Γ為O2在破碎煤體中的擴散系數；C為O2體積分數，%；u為孔隙中氣流的平均速度，m/s；VO2(Tc)為耗氧速率，mol/（cm3·s）；t為時間，s；Tc為煤樣溫度， ℃；n1為反應級數，取1。

假設實驗罐體內的風流僅做軸向流動且流速恒定，則煤的耗氧速率與O2體積分數有關，煤體耗氧速率可確定為：

式中：Q為實驗風流強度，mL/min；C0為標準狀態下O2體積分數，%；C1、C2分別為進出口O2體積分數，%；S為爐膛截面積，cm2； ΔZ為樣品罐高度，cm。

采空區松散煤體氧化放出熱量，同時通過煤巖層的熱傳導及風流中的對流散熱形成熱損失。根據Arrhenius 定律，假設煤氧化反應過程中遵循反應級數模型，則煤的氧化反應速率可以表示為[22-23]：

式中：q(Tc)為 熱釋放強度，mW；A為指前因子，s-1；Ea為表觀活化能，kJ/mol；m為反應物質量，忽略質量變化，即m=m0；R為氣體常數，為8.314 J/(K·mol)；Δq為單位反應物釋放的熱量，J/g；m0為反應物初始質量，g。

由于體系消耗的反應物較少，因此近似認為煤體質量不變，得到煤體熱釋放關系式：

式中：Δq(Tc)為放熱量，10-3J/g。

可將采空區遺煤、矸石和混合氣體視為各向同性、均勻分布的多孔介質，忽略采空區氣流熱膨脹、水汽蒸發和瓦斯解析的影響，則采空區流場在數學模型中可以描述為氣體在多孔介質中的滲流流動，其滲透率K滿足[24]：

式中：D為采空區多孔介質中煤和巖石的平均粒徑，取平均值0.015；n為采空區孔隙率。

針對采空區不同位置處孔隙率沿用經驗公式進行計算：

式中：x為采空區某點距工作面距離，m；L為工作面長度，m；y為采空區某點距底板高度，m。

3.2 模型構建

針對915 工作面采空區注氮對煤自燃危險的抑制性研究，采用Fluent 模擬軟件進行數值分析。根據工作面的實際工程條件，經理論計算，915 工作面開采后垮落帶高度為8 m，建立的采場物理模型如圖2。

圖2 物理模型圖Fig.2 Physical model diagram

采空區長250 m、寬130 m、高30 m，進、回風巷道斷面尺寸為3 m×5 m，長20 m，工作面斷面尺寸為3 m×8 m。注氮口位置如圖2，注氮方式采用隨采隨注的方式，注氮管位于進風側聯巷內，即進風一側分別距工作面40、60、80、100、120 m 位置進行注氮，注氮管徑為150 mm。坐標原點位于回風側工作面與采空區交界點。

3.3 邊界條件

依據工作面風量計算結果確定915 工作面總風量為1 001 m3/min，上方進風巷為速度入口，進風風流為新鮮風流，入口氧氣體積分數為21%，即9.375 mol/m3，回風巷設置為壓力出口類型，入口和出口溫度均為300 K。注氮口以0.15 m/s 的速度注入體積分數為97%的氮氣。采空區初始壓力為標準大氣壓，初始氧氣體積分數為0，初始溫度為300 K，其余固體邊界為無滑移壁面。采空區耗氧速率、瓦斯涌出強度、孔隙率分布函數均采用UDF 編譯，并通過Setup 加載到數值模擬計算中。

視正常工作面推移速度恒定，即以1 d 為1 個開采周期，則采空區煤自燃危險區域隨開采推進在每1 個周期內動態恒定變化，因此模擬結果均為1 個周期結點的狀態。

4 結果分析

為獲得915 工作面回采注氮時采空區遺煤自燃抑制規律，需要對煤體氧化自燃過程和采空區危險區域的氮氣抑制特性進行分析。

4.1 注氮對煤自燃過程抑制性

4.1.1 煤自燃過程氣體產物

煤自燃過程氣體產物是判斷煤體氧化自燃狀態的重要標志，對比分析空氣氛圍和高體積分數氮氣氛圍下煤體氧化自燃氣體產物規律，可獲得注氮對煤自燃的影響判定。實驗過程中其氣體產物體積分數變化趨勢如圖3。

圖3 煤自燃過程氣體產物曲線Fig.3 Gas products curves during coal spontaneous combustion

由圖3 可知：未注氮時CO、CO2和CH4在65 ℃時開始緩慢出現，其生成量隨煤溫的升高基本呈指數上升趨勢；溫度達到80 ℃時，C2H6出現，表明煤樣在該溫度開始發生化學氧化反應，此時CO、CO2體積分數增加變快，注氮時此溫度點相對滯后20 ℃；CO 在低溫時生成較少，未注氮時煤溫達到125 ℃之后迅速增加，表明煤樣開始迅速氧化，物理吸附變弱，化學吸附和化學反應占據主導；注氮時由于相對氧氣體積分數低，煤自燃過程處于貧氧反應狀態，整體上氣體產物大幅度降低，且CO 體積分數高于CO2，這是因為煤的不完全氧化反應所致；C2H4的出現表明煤體加速氧化，且CH4和C2H6體積分數增加變快，其所對應的溫度點未注氮時為100 ℃時，注氮時為130 ℃；隨著溫度持續上升，所有氣體產物已開始大量生成，煤樣發生劇烈升溫氧化；同時，由于高體積分數氮氣環境抑制了煤自燃過程，使得氣體產物大幅度降低。

4.1.2 煤自燃過程耗氧速率

氧氣含量是分析氣體動力學的基礎參數，實驗中產生氧氣體積分數和耗氧速率如圖4。煤體升溫氧化過程是煤氧物理吸附、化學吸附和化學反應綜合作用的結果，氧氣體積分數降低是其綜合作用的直接表現。

圖4 煤自燃過程氣耗氧曲線Fig.4 Oxygen consumption curves during coal spontaneous combustion

由圖4 可知：煤體氧氣消耗與溫度升高呈負相關，且與氧含量息息相關。未注氮時，溫度在低于40 ℃范圍內，O2體積分數集中在20.4%左右；當溫度在65 ℃左右時O2體積分數迅速下降，表明此溫度點煤體開始發生氧化反應；溫度達到120 ℃后O2體積分數趨于穩定。注氮時，煤自燃過程由于氧氣體積分數不足而嚴重滯緩，在100 ℃才開始緩慢氧化。隨著溫度升高，耗氧速率在低溫階段變化較小，溫度越高耗氧速率越大，隨溫升滿足冪函數增加。這是由于溫度升高，煤體內部經歷了從物理吸附到化學反應過程，其裂解產生了大量耗氧官能團和活性基團，耗氧量增多，使得耗氧速率不斷增大。煤體注氮時耗氧速率遠低于空氣環境的耗氧速率，獲得該礦煤體氧化耗氧速率VO2滿足以下關系式：

4.1.3 煤自燃過程熱釋放分析

當進行采空區注氮時，煤體與氧氣的氧化反應進程被削弱，煤體的氧化熱釋放過程也被有效抑制。為了分析氮氣對煤體氧化放熱過程的抑制性效果，對煤體做氧化放熱實驗。煤自燃過程熱釋放曲線如圖5。

圖5 煤自燃過程熱釋放曲線Fig.5 Heat release curves during coal spontaneous combustion

如圖5 中dHF 曲線為熱釋放加速度曲線，隨著溫度升高，煤體熱釋放過程熱流變化先減小后增加，熱釋放加速度持續波動上升。對比熱釋放特征溫度點，注氮相對于未注氮時初始放熱溫度點T1向后推移14 ℃，表明氮氣使得煤體升溫氧化起點推遲，這是由于注氮時，煤體環境中氧氣含量大幅度降低，使得煤氧反應變得遲緩；T0～T1為初始氧化階段，此過程煤體本身含有的水分會蒸發吸收大量的熱量，煤體以吸熱為主，熱流值逐漸下降。完全放熱點T2為熱流曲線與0 mW 交點，未注氮時為150 ℃，注氮時為154 ℃，注氮時相對于未注氮條件有所滯后，整體呈現出增長趨勢；T1～T2為緩慢氧化階段，此階段熱流曲線不斷上升，dHF 值變化較小，其整體放熱量逐漸大于吸熱量；煤體發生氧化時煤分子內部結構中的化學鍵斷裂，熱量環境可以加速這一過程，而注氮時使得煤體所處環境溫度降低，因此需要更高的溫度；對比終止溫度點T3熱流值，注氮時熱流值遠小于未注氮時熱流值；T2～T3為加速氧化階段，T2之后宏觀表現為完全放熱，放熱量大于吸熱量，dHF 的變化速率也呈直線上升，煤體加速氧化放熱。

同時，以初始放熱溫度點對應的熱流值為基線，對熱流曲線進行積分得到煤體累計放熱量，未注氮時放熱量為1 387.64 J/g，注氮時放熱量為263.75 J/g。注氮時放熱量是未注氮時放熱量的5.67 倍，在高體積分數氮氣環境中，煤分子中的活性集團等被大量抑制，即煤氧反應減弱，熱釋放量大幅度降低。

根據式（4），計算得到未注氮時煤體活化能Ea為46.41 kJ/mol，指前因子A為1.7×105s-1，注氮時煤體活化能Ea為8.28 kJ/mol，指前因子A為2.4×103s-1，由此為數值模擬UDF 編寫提供了依據。

4.2 注氮對煤自燃危險區域抑制性

4.2.1 煤自燃危險區域分布

為探究采空區不同注氮位置對煤自燃危險區域的抑制影響，尋求最優化設計，首先需要對正常開采中煤自燃危險區域進行判定。利用氧氣體積分數7%～18%的劃分標準對采空區自燃“三帶”進行劃分，煤自燃危險區域分布如圖6。

圖6 煤自燃危險區域分布Fig.6 Coal spontaneous combustion risk zone distribution

由圖6 可知：穩定回采時，采空區煤自燃危險區域近似呈“扇形”分布，氧氣體積分數隨進風風流進入向采空區深部不斷衰減，這是因為隨著深入采空區，煤巖體碎脹程度增大，風流阻力增加，氧氣體積分數逐漸降低；采空區煤自燃危險區域為深入采空區57～120 m，煤的氧化過程中，氧氣通過破碎煤巖體孔隙通道進入采空區，為煤體發生氧化升溫提供充分的物質基礎，危險區域內溫度分布隨氧氣含量減少呈現“低-高-低”的變化規律，其中最高溫度集中在危險區內偏散熱帶一側，最高溫度達到328 K。

4.2.2 不同注氮位置煤自燃危險區域分布

不同注氮位置下采空區煤自燃危險劃分區域如圖7，進風側氧氣體積分數變化曲線如圖8。

圖7 不同注氮位置危險區域分布Fig.7 Oxygen concentration distribution at different nitrogen injection locations

圖8 進風側氧體積分數變化曲線Fig.8 Oxygen concentration curves at inlet side

由圖7 可知，注入氮氣對采空區局部區域的氧含量具有明顯地稀釋與驅散效果，注氮口位置氧體積分數降幅最明顯，隨著注氮位置與工作面的距離增加，采空區煤自燃危險區域呈現差異收縮趨勢。以圖7（a）為對比基礎，與未注氮時相比，由于位于注氮口1 位置尚位于散熱帶且進風側含氧漏風風流強，危險區域抑制效果弱，但注氮口下游區域氧氣體積分數有所降低。當注氮口位于2 位置時，進風側危險區局部氧含量大幅度降低，且注氮口下游氧氣體積分數均降到7%以下。當注氮口位于3 和4 位置時，則對危險區抑制效果減弱。

由圖8 可知：進風側氧氣體積分數的變化以進風口為起點隨深入采空區不斷降低，危險區起始位置各不相同，分別為距工作面33.4、52.7、58.4、61.2、61.8 m；注氮口附近區域氧氣體積分數降至7%以下，距離注氮口下游時氧氣體積分數有回升現象，隨后又逐漸穩定降低，究其原因，采空區多孔介質本身對氣流流動有一定的阻力作用，注氮時氮氣抑制作用大于漏風風流滲透作用，當氧氣穿過注氮口時，其滲透能力被破壞，使得注氮惰化效果好，抑制區間大，而距注氮口越遠，氮氣抑制效果減弱，導致氧氣體積分數有小幅度回升；另外，注氮口位于3 位置時，危險區的氧氣體積分數全部降到7%以下，危險區域大幅度收縮。

由此可見，注氮位置改變對采空區煤自燃危險區域抑制性差異明顯。

4.2.3 溫度分布

注氮過程中，注氮口的移動不僅使采空區危險區的覆蓋區域發生變化，同時影響了采空區內部遺煤的自燃氧化進程，采空區危險區域內的溫度分布是對煤自燃進程的客觀反映。為進一步考察注氮對采空區煤自燃危險區域的抑制效果，對采空區危險區域內溫度分布進行模擬分析，不同注氮位置溫度分布如圖9。

圖9 不同注氮位置溫度分布Fig.9 Temperature distribution at different nitrogen injection locations

由圖9 可知，危險區內的溫度呈現不規則分布，且隨注氮位置改變與氧氣體積分數分布變化趨勢相似，隨注氮位置深入采空區，具體表現為溫度變化主要集中在注氮口附近區域，對比未注氮時溫度區域有收縮趨勢，但隨注氮位置深入采空區高溫集中區域溫度降低不明顯。當注氮口位于2 位置時，表現為高溫局部區域驟降。主要原因是氮氣對空間內氧氣具有驅替作用，使采空區深部因氧氣含量不足而使遺煤不能氧化自燃，注入氮氣后，可使采空區內和采空區周圍介質的溫度降低，起到冷卻降溫作用。

4.2.4 危險區域抑制面積

對不同注氮位置下的煤自燃危險區域進行積分，獲得的采空區危險區域面積及注氮惰化面積如圖10，注氮后危險區域面積明顯縮小。

圖10 不同注氮位置危險區域抑制面積Fig.10 Suppression area of risk zone at different nitrogen injection locations

由圖10 可知：未注氮時采空區危險區域面積為6 992.97 m2，由于注氮口1 位置處于漏風散熱區，特別是進風側氧氣體積分數高，含氧漏風風流穿越注氮口繼續擴散，導致危險區域面積反而增加了153.4 m2；隨著注氮口處于危險區內，采空區中部及深部區域固相煤體逐漸被壓實，漏風阻力增大，故氧含量減少，氮氣抑制作用增強，注氮口2、3、4、5 注氮時危險區域抑制面積依次占比為12.28%、32.71%、39.71%、44.09%，抑制區域面積依次增加；當注氮口位于3 位置時，抑制區域面積增幅最大。

4.3 注氮位置優化與工程應用

工作面推進過程中，采空區復雜漏風供氧、多組分氣體傳輸和遺煤氧化升溫過程往往具有不確定性，而注氮位置對采空區煤自燃危險區域抑制效果至關重要，因此，為了達到高效抑制采空區煤自燃的目的，綜合注氮前后煤自燃區域內的溫度和氧氣體積分數分布結果，對注氮方案進行優化，選擇注氮口2 和注氮口3 同時對危險區進行注氮，煤自燃危險區域分布結果如圖11。

圖11 煤自燃危險區域分布Fig.11 Coal spontaneous combustion risk zone distribution

為進一步檢驗采空區注氮對煤自燃危險區域的抑制效果，對915 工作面進風側1 個回采周期內氧濃度和溫度進行監測，監測結果見表1。

表1 氧氣體積分數、溫度監測結果Table 1 Oxygen concentration, temperature monitoring results

結果表明，采空區煤自燃危險區域內的煤體氧化進程受到了2 個注氮口氮氣注入的同時抑制作用，進風側氧氣在進入危險區內時便無法繼續擴散，危險區內氧氣體積分數大范圍削弱，危險區域抑制面積依次占比達到47.25%，溫度急劇降低。

5 結 語

1）特厚高放頂煤工作面采空區遺煤量大，漏風現象嚴重，基于915 工作面回采情況，對未注氮與注氮情況下的煤體煤氧化自燃過程進行分析。CO、CO2和CH4出現的溫度點分別為65、80、100 ℃，加速氧化時C2H4氣體出現的溫度點為130 ℃。同時，根據煤體耗氧情況獲得了耗氧速率方程式。

2）氮氣環境不僅減緩了煤氧反應進程，并且降低了反應熱釋放量。對未注氮與注氮情況下的煤體氧化自燃熱釋放進行分析，煤體熱流變化先減小后增加，放熱量分別為1 387.64、263.75 J/g，計算得到未注氮時煤體活化能Ea為46.41 kJ/mol，指前因子A為1.7×105s-1，注氮時煤體活化能Ea為8.28 kJ/mol，指前因子A為2.4×103s-1。

3）未注氮時，采空區煤自燃危險區域為深入采空區58～120 m，危險區域內溫度分布隨氧氣含量減少呈現“低-高-低”的變化規律，最高溫度達到328 K。不同注氮位置下采空區煤體進入危險區的起始位置分別為33.4、52.7、58.4、61.2、61.8 m，溫度變化主要集中在注氮口附近區域；注氮口2、3、4、5 注氮時危險區域抑制面積依次占比為12.28%、32.71%、39.71%、44.09%。

4）不同注氮位置使得采空區煤自燃危險區域差異收縮。選擇注氮口2 和注氮口3 同時對危險區進行注氮，采空區煤自燃危險區域內的煤體氧化進程受到了2 個注氮口氮氣注入的同時抑制作用，抑制效果好。模擬結果可為采空區煤自燃防治提供較好的可視化表征。