王中舉 張德鵬 韓 偉
(1.內蒙古平莊煤業(集團)有限責任公司老公營子煤礦;2.中煤科工集團沈陽研究院有限公司;3.內蒙古平莊煤業(集團)有限責任公司六家煤礦)
礦井火災是煤礦發生的重大災害之一,我國大中型煤礦中存在自然發火危險的礦井約占總數的70%[1],由于采空區遺煤自然發火引起火災占火災事故總數的80%左右[2]。隨著現代采煤工藝的發展,大采高綜采放頂煤工藝普遍應用于大部分煤礦,綜采放頂煤工藝在提高采煤效率的同時也造成采空區遺煤量大、結構松散、漏風通道復雜、漏風量多等現象,為采空區遺煤提供良好的供氧條件與蓄熱條件,極易引起采空區自然發火[3-4]。在回采過程中按遺煤發生自燃的可能性將采空區劃分為散熱帶、氧化帶、窒息帶。準確測試劃分“三帶”范圍,可以為礦井防滅火措施提供依據,避免采空區自然發火事故。目前對于采空區“三帶”劃分國內外并無統一標準,在現場實踐中形成3 種劃分指標:采空區漏風風速、采空區氧濃度、采空區溫度[5-7]。本文以六家煤礦SIIN26-9綜放工作面為研究對象,在現場實踐中以氧濃度結合溫度作為標準劃分采空區“三帶”范圍,同時利用數值模擬方法以漏風風速為標準對“三帶”范圍進行優化。
六家煤礦位于內蒙古自治區赤峰市東南45 km處,隸屬于平莊煤業(集團)有限責任公司,2012 年核定生產能力為180 萬t/a。2019 年礦井瓦斯等級鑒定結果為低瓦斯礦井。煤層自燃傾向性為Ⅱ類,屬自燃煤層,煤塵具有爆炸性。SIIN26-9綜放工作面位于南二采區,工作面走向長度680 m,傾向長度160 m,平均煤厚6.9 m,采用走向長壁后退式采煤方法,綜合機械化放頂煤采煤工藝。全部跨落法管理頂板,巷道用錨網聯合支護。
選取SIIN26-9 綜放工作面為研究對象,共布置4個測點,分別在工作面和回風順槽,具體位置如圖1所示,采用PT100熱電阻溫度傳感器和電阻值測試儀測試采空區溫度變化,采用便攜式負壓采樣泵和束管采集采空區氣體,地面氣相色譜分析儀分析氣體成分,獲取O2、N2、CO、CH4、C2H4、C2H2濃度和溫度T。每個測點安裝1個氣體采樣器和溫度探頭,每個采樣器連接1 路束管,溫度傳感器連接1 路雙絞線,測點采樣器外加套管保護通過三通連接。

對SIIN26-9 綜放工作面進行70 d 的采空區溫度及氣體實測,然后對采空區自然發火“三帶”進行初步劃分。
(1)從采空區氧濃度分析。“三帶”劃分按氧氣濃度>17%為散熱帶,氧氣濃度<7%為窒息帶,7%~17%為氧化帶,分析各測點氧濃度變化情況,初步得出SIIN26-9工作面采空區散熱帶、氧化帶和窒息帶的范圍,如表1所示。

根據表1 可得出,SIIN26-9 工作面散熱帶寬度為0~35.4 m,氧化帶寬度為35.4~98.6 m,窒息帶寬度為大于98.6 m。
(2)溫度變化規律分析。測點1~4溫度變化規律如圖2 所示。從溫度曲線可以看出,測點1 在埋入采空區后20 m處出現溫度上升,最高溫度達24.4 ℃,當埋入采空區90 m后溫度開始下降;測點2在埋入采空區35 m處出現溫度上升,最高溫度達24.5 ℃,當埋入采空區100 m 處溫度開始下降;測點3 在埋入采空區后30 m處出現溫度上升,最高溫度達24.6 ℃,當埋入采空區95 m后溫度開始下降;測點4在埋入采空區后20 m 處出現溫度上升,最高溫度達24.4 ℃,當埋入采空區80 m 后溫度開始下降。從各測點溫度變化規律結合氧氣分布,可以得出:采空區距離工作面35 m 范圍內為散熱帶,此區域溫度變化不大,少量遺煤開始氧化,大部分生成的熱量被帶走;采空區距離工作面20~100 m 為氧化帶,此區域大量浮煤開始氧化,煤溫逐漸升高,大部分生成的熱量滯留在采空區內,導致溫度有所升高;采空區距離工作面80~100 m 后進入窒息帶,此區域伴隨氧氣濃度下降,浮煤逐漸氧化進程變慢以致最終停止氧化,溫度開始緩慢下降。通過溫度劃分的“三帶”范圍與氧氣濃度劃分結果基本一致。

(3)其他自然發火標志氣體變化規律分析。在整個實測過程中,采空區有少量CO 生產,沒有出現C2H4、C2H2,由此可得出采空區浮煤未達到加速或急劇氧化階段。
由于現場條件復雜,無法對采空區全面監測,只能選取幾個測點來測定從而進行推斷采空區自燃危險區域,這樣所得出的結論片面,準確性欠佳,所以通過FLUENT 流體模擬軟件對六家煤礦SIIN26-9 綜放工作面采空區進行建模計算,根據六家煤礦SIIN26-9綜放工作面的實際情況來設定初始條件,對采空區漏風流場進行模擬計算,根據風速判斷采空區自燃危險區域,與實測結果互相驗證和補充,最終判斷出更切合實際的采空區自燃“三帶”范圍。
利用FLUENT軟件進行氣體流動分析,流體模型基于流體運動控制方程(連續性方程、動量守恒方程、能量守恒方程)建立。
根據六家煤礦SIIN26-9 綜放工作面采空區的實際概況,參照有關參數建立工作面幾何模型,包括進風順槽、回風順槽、回采工作面及采空區,其中工作面長170.2 m、寬7.34 m、高2.5 m,采空區長150 m、寬170.2 m、高20 m。利用ICEM 建立物理模型,以煤層走向為X軸,傾向為Y軸,垂向為Z軸。
根據SIIN26-9 綜放工作面實際情況建立幾何模型,如圖3所示。

(1)邊界條件的設定。將劃分好網格的模型導入到FLUENT 中,依據SIIN26-9 綜放工作面實際條件,設置進風巷入口速度為0.75 m/s;設置回風巷出口為自由出流。
(2)采空區模型滲透率的確定。采空區由于煤巖跨落得到一個漏風空間,該空間可看作多孔介質,由于煤巖跨落不均勻和支架支撐等影響,使采空區內的滲透率呈不均勻分布,采空區的滲透率直接影響著漏風大小,在模擬多孔介質過程中,滲透率的準確程度直接影響著模擬效果,滲透率的確定是該模擬過程中重要的一個步驟。根據國內外模擬采空區的研究現狀,得到滲透率的連續性方程。采空區的滲透率由介質的孔隙率、平均粒子直徑決定,根據Blake-Kozeny公式計算:
式中,e為滲透率,m2;Dp為平均粒子直徑,取0.014~0.016 m;n為孔隙率,%。
由式(1)可知,滲透率可由孔隙率計算得出。根據參考文獻及經驗分析,得出孔隙率變化規律:采空區內距工作面越遠孔隙率越小,當到達壓實穩定區,采空區的孔隙率趨于穩定;在進風巷和回風巷兩側,由于懸臂梁結構的原因,導致進回風巷兩側孔隙率較大,當距離工作面較遠時,煤巖壓實較穩定,孔隙率也趨于穩定。所以采空區孔隙率基本呈“O”形圈的形狀,孔隙率的分布公式如下:
通過孔隙率導出滲透率公式,從而確定黏性阻力、黏性阻力及滲透率倒數,將黏性阻力、孔隙率公式利用C 語言編譯,導入FLUENT 中的UDF 進行設定。
通過對采空區模型進行解算分析,得到采空區內漏風流場,依據采空區漏風對現場測試結果進行修正。散熱帶與氧化帶的臨界風速按0.004 m/s 計,氧化帶與窒息帶的臨界風速按0.001 67 m/s 計,利用Tecplot 處理Z=1 m 截面模擬速度云圖如圖4 所示,三維氧化帶云圖如圖5 所示,Z=1 m 截面二維氧化帶云圖如圖6 所示(X/Y/Z軸與模型一致)。考察SIIN26-9綜放工作面采空區在X和Y軸方向上的模擬結果。由圖4~圖6 可以看出,采空區進、回風兩側氧化帶寬度變化不大,由于進風側向采空區漏風較多,其氧化帶比回風側略遠;整體上距工作面越遠,漏風風速越小,并且采空區范圍內進風側和回風側漏風風速略大于工作面中部。



可以看出模擬的采空區自然發火“三帶”范圍:進風側散熱帶<38 m,窒息帶>76 m,中間為氧化帶;工作面中部散熱帶<30 m,窒息帶>82 m,中間為氧化帶;回風側散熱帶<28 m,窒息帶>72 m,中間為氧化帶。
模擬結果與實測數據結合,綜合確定采空區自然發火“三帶”范圍為進風側散熱帶<35 m,窒息帶>80 m,中間為氧化帶;工作面中部散熱帶<30 m,窒息帶>85 m,中間為氧化帶;回風側散熱帶<25 m,窒息帶>75 m,中間為氧化帶。
(1)對SIIN26-9綜放工作面進行70 d的“三帶”溫度及采空區氣體實測,測試結果表明按氧氣濃度劃分散熱帶寬度為0~35.4 m,氧化帶寬度為35.4~98.6 m,窒息帶為大于98.6 m;通過溫度劃分的“三帶”范圍與氧氣濃度劃分結果基本一致。
(2)利用FLUENT 流體模擬軟件對六家煤礦SIIN26-9綜放工作面采空區進行建模計算,根據風速對采空區自燃危險區域進行優化,最終得到采空區在進、回風側及工作面中部3個位置的自然發火“三帶”范圍,進風側散熱帶<35 m,窒息帶>80 m,中間為氧化帶;工作面中部散熱帶<30 m,窒息帶>85 m,中間為氧化帶;回風側散熱帶<25 m,窒息帶>75 m,中間為氧化帶。
(3)實測結果與模擬結果之間存在一定的差異,最大差異為8 m,實測數據波動范圍較大,說明采空區散熱帶、氧化帶及窒息帶之間的分界線不是固定的,同時模擬可以對無法實測的區域進行補充完善。
(4)針對實測和模擬結果,有針對性地對進、回風側采空區氧化帶采取了注氮和注漿防滅火措施,在工作面開采過程中,沒有出現自然發火現象,有效保障了工作面生產安全。