凤凰山矿采空区自燃“三带”分布规律研究

司爱忠

(山西晋煤集团 泽州天安海天煤业，山西 晋城 048000)

采空区煤炭的自然发火是煤矿主要灾害之一，严重威胁着煤矿的安全生产[1]。随着我国放顶煤开采技术的推广，采空区遗留大量浮煤，加之我国煤炭开采地质条件的复杂性，使得煤矿采空区自然发火现象十分严重[2]。采空区自然发火防治工作的前提是要搞清采空区自燃“三带”的分布范围，为采空区注氮、堵漏风以及合理确定回采速度等技术措施提供主要技术依据[3]。因此，采空区自燃“三带”的研究具有重大的理论与现实意义。

晋煤集团凤凰山矿151309工作面煤层的自燃倾向性等级为I级容易自燃类煤层，自燃发火期短，采空区容易自燃。本文将运用数学模拟和现场实测相结合的方法，找出151309工作面“三带”的分布规律，为工作面生产提供依据。

1 模型建立

采空区自燃危险区域的划分依赖与氧浓度分布场的研究，通常情况下：将(8％≤ [O2] ≤18％)∩(Hcoal≥0.4 m)的区域称作自燃危险区域[4-5]。由此可见，自燃危险区域数值计算的主要工作就是依据采空区浮煤自然发火数学模型及具体边界条件，对模型进行数值求解，确定氧浓度分布规律。数学模型[6-7]阐述如下：

以上4个等式为构成自然发火数学模型的主要控制方程，从式中可以看出，必须对数学模型中的氧气扩散系数、采空区松散煤体中的渗透系数和耗氧速度、压力分布等参数进行确定，才能对实际情况下漏风流场、氧浓度场进行数值模拟。其主要按照以下步骤进行：

1) 氧气扩散系数的确定。

氧气扩散系数的确定存在多种方法，本文采用在静态双容积法基础上的氧气扩散系数的测定方法，具体的做法是：实验装置分为A、B两个容器，中间通过试管连接，分别将氧气和氮气导入A、B并调节两个气室的压力使之平衡，每隔一段时间取样分析氧气浓度、考察扩散情况。这种条件下氧气扩散过程为准静态，满足费克定律，应用如下费克公式，结合实测A、B气室内的氧气浓度，即可确定氧气扩散系数：

式中：

JA—扩散通量，kg/ms;

DAB—扩散系数，m2/s；

C—扩散物质(组元)的体积浓度；

L—距离，m。

2) 渗透特性的研究。

目前，对于采空区渗透性直接研究的手段尚不多见，多数学者是基于采空区矿压分布规律以及顶板岩性等因素，定性分析研究采空区煤岩碎胀系数以及空隙率分布规律，通过空隙率的分布规律，应用如下Carman公式[7]来研究采空区的渗透率分布：

式中：

k—绝对渗透率，％;

D—扩散系数，m2/s;

n—煤体的有效孔隙率,％。

3) 耗氧速度的确定。

氧气的耗散速率依靠阿累尼乌斯定律表述，如下:

Rate=A[O2]nexp(-E/RT)

式中：

A—前因子，依赖于煤级和测试方法；

n—常数，取值多在0.5～1；

R— 气体常数；

T—热力学温度；

[O2]—气体中氧气的摩尔浓度。

4) 数值求解。

数值求解选用计算流体力学软件Fluent进行，求解过程主要包含两部分工作:a) 采场几何模型的建立，这部分工作由处理软件GAMBIT进行。b) 各种求解控制参数以及边界条件等参数的设定，此项工作通常要借助于UDF(User define function)函数在Fluent软件中进行。

5) 结果的可视化与分析。

对数值求解的结果进行分析，得出浅埋煤层超大工作面的自燃危险区域分布范围。

2 模型参数取值

151309工作面位于九一盘区，上部为临近工作面采空区,下部是尚未准备的工作面，其右侧以大巷保护煤柱为界,左侧以F3断层保护煤柱为边界。采煤方法为走向长壁法，全部垮落法处理顶板，煤层倾角15°，厚度4.8 m。

1) 建立工作面模型尺寸。151309工作面宽度为300 m，采空区纵深取600 m，配风量分别取1 100 m3/min、1 200 m3/min、1 300 m3/min、1 400 m3/min，见表1。

表1 工作面模型尺寸表 /m

2) 孔隙率和渗透率取值。由于采空区内冒落的岩石、浮煤等压实程度不同，导致了采空区的孔隙率不同，一般来讲，从工作面向采空区深部孔隙率逐渐减小。据此，将采空区从工作面向采空区深部逐级划分为5个多孔介质区域，越靠近工作面多孔区域的孔隙率越大。模型具体参数见表2。

表2 孔隙率取值表

表2中黏性阻力系数即为渗透率的倒数，代表了气体在采空区内渗流的能力，黏性阻力系数越大说明流体在多孔区域内流动越困难，又因为气体在采空区内流动速度非常小，所以，不同多孔介质区域的惯性阻力系数默认是一样的。

3 模型结果及分析

模拟工作面不同配风量时，采空区三带分布情况见图1～4，不同风量情况下采空区三带范围见表3。由图1～4可以看出，位于采空区进回风两侧的氧化带宽度明显要比采空区中部的宽度大，与理论相符。因为采空区进回风两侧控顶距大、两帮悬空未能及时垮落，相比较采空区中部，其冒落压实程度较小，孔隙率和渗透率都比较大，受漏风影响较大，因此,氧气浓度相对要高一些。

图1 配风量为1 100 m3/min时三带分布图

图2 配风量为1 200 m3/min时三带分布图

图3 配风量为1 300 m3/min时三带分布图

图4 配风量为1 400 m3/min时三带分布图

表3不同风量情况下采空区三带范围表

风量/m3/min位置散热带/m自燃带/m窒息带/m1 100辅运巷<3535～131>131胶运巷<1414～75>751 200辅运巷<4345～136>136胶运巷<1515～80>801 300辅运巷<4545～145 >145胶运巷<1515～82>821 400辅运巷<5151～154 >154胶运巷<2020～90>90

由表3可以看出，当风量增大时自燃带区域总体向后移，且自燃带宽度大致呈先减小后增大的趋势。 这是由于随着风量的增加，窒息带氧气增加，部分区域变为自燃带，而部分自燃带由于风速的增加，散热速度加快，逐渐转变为散热带，所以自燃带宽度大小是由前述两者中起主导作用的因素来决定的。

4 现场测试

本次测试采用现场埋束管抽气化验的方法。整个系统包括3个部分：气体采样点、测试束管与保护套管、真空抽气泵。在713工作面进风、回风巷各布置2趟束管，2趟束管采样点相距30 m。为了防止采样束管进入采空区后被冒落岩石砸断，将束管插入直径为2英寸的作为保护套管的钢管中，束管和2英寸保护套管敷设长度为200 m左右，在束管端头安设抽气泵作为气体采集的工具。各测点设置位置见图5。

图5 测点布置示意图

5 测试结果分析

将采空区内测得的氧气浓度与工作面推进长度的变化曲线进行绘制，见图6和图7。

图6 胶运巷测点氧气浓度变化规律图

图7 辅运巷测点氧气浓度变化规律图

由图6,7可以看出，胶运测点氧气浓度随工作面的推进下降较快，进入采空区深部14 m左右，氧气浓度就已经下降至18％，当达到71 m左右时氧浓度降至8％以下，进入了窒息带。进风侧氧浓度下降比较缓慢，在49 m时，氧浓度才低于18％，且下降趋势缓慢。当采空区深度达到120 m左右的时候，氧浓度才下降到8％以下。这主要是因为回风侧的漏风强度低，再加上采空区中部顶板垮落较好，冒落压实程度较高，风流不易扩散至回风侧，使得该区域的氧浓度迅速下降。

从数值模拟结果中提取胶运巷和辅运巷数据，与现场实测数据进行对比，结果见表4。

表4 风量1 300 m3/min时模拟与实测结果对比表

由表4可得，151309工作面氧化自燃带模拟范围为15～145 m，其中辅运巷为45～145 m，胶运巷为15～82 m；而现场实测的自燃带为12～120 m，辅运巷为49～120 m，胶运巷为12～71 m，数值模拟和现场实测误差较小，误差率为20％左右，即氧化带的宽度误差在20 m左右。模拟结果与采空区气体浓度实际分布结果基本一致。可见，模拟参数(孔隙率和渗透率)的取值具有一定的意义，能够反映出采空区实际自燃发火三带分布情况。

6 结 论

1) 经现场测定，151309工作面配风量为1 300 m3/min时，采空区自燃带范围为胶带运输巷12～71 m；辅助运输巷为49～120 m。

2) 采用Fluent软件，模拟出不同风量条件下氧化带宽度，并与现场实测数据对比，实测结果与模拟结果基本一致，表示本次模拟结果可靠。不同风量下模拟自燃带的宽度，其结果对后续该工作面安全开采具有指导意义。

参 考 文 献

[1]王德明.矿井通风与安全[M].徐州：中国矿业大学出版社，2005：381.

[2]王德明.矿井火灾学[M].徐州：中国矿业大学出版社，2009：58-59，115-118.

[3]徐精彩，邓 军，文 虎.采煤工作面采空区可能发火区域分析[J].西安矿业学院学报，1998，18(1)：13-16.

[4]李宗翔，许端平，刘立群.采空区自然发火“三带”划分的数值模拟[J].辽宁工程技术大学学报，2002，21(5):545-548.

[5]文 虎.综放工作面采空区煤自燃过程的动态数值模拟[J].煤炭学报，2002，27(1)：54-58.

[6]王 雷，杨胜强.采空区自燃“三带”分布规律及其数值模拟研究[J].能源技术与管理，2006(3):47-49.

[7]李国栋，哈岸英.基于Fluent的渗流场数值模拟分析[J].西安理工大学学报，2011，27(3)：317-320.