综采面最小安全速度的确定及应用

刘常玉

(西山煤电集团公司 教育中心，山西 太原 030053)

工作面推进速度与采空区自然发火密切相关，直接影响其严重程度[1]. 目前，多数学者将采空区内氧化升温带的宽度与煤最短自然发火期的比值作为预防采空区自然发火的工作面最小安全推进速度[2]. 这样所确定的最小安全推进速度往往会偏小，难以准确指导现场生产工作。其主要有两个原因：1) 实验室条件下得到的煤样最短发火期常常与实际采空区发火情况不符。2) 采空区内氧浓度与温度分布的现场测试很困难，造成氧化升温带的宽度难以准确确定。本文提出了煤自燃临界温度[3]与采空区自然发火数值模拟[4]相结合的综采面最小安全推进速度判定方法，其核心思想就是在移动坐标下确定一个推进速度，使得采空区内冒落煤岩的温度始终处于煤自燃临界温度之下，以避免煤氧化放热反应进入到自加速阶段，从而达到预防采空区自然发火的目的。

1 煤自燃临界温度

煤自燃临界温度是煤自燃过程中第一个引起煤氧复合反应自加速的温度点。当煤温超过该温度时，煤的耗氧速率会显著增大，故可以通过耗氧速率随温度升高的变化趋势来判定自燃临界温度。而煤的耗氧速率一般可以通过煤升温氧化实验得到。

实验煤样采集于某矿31005采煤工作面的新暴露煤壁，经现场密封，运至实验室。将煤样破碎后，筛分得到5种不同粒度的试样，具体参数见表1. 实验开始前，通过质量流量计将煤样罐的进气量控制在80 mL/min，并测得进气口处的氧浓度。开始实验时，先将试样装入煤样罐，然后采用渐续升温法升高煤温，即先以1.3 ℃/min的速度将煤温升高15 ℃，再保持温度恒定20 min，在温度恒定期间使用色谱仪测试煤样罐出口的氧气浓度，然后继续升温，重复这个过程直至煤温达到190 ℃.根据式(1)计算出不同温度下各煤样的标准耗氧速率v0(T)，见图1.

表1 各个试样实验参数表

不同温度下单位体积的煤样在新鲜空气中的标准耗氧速率[5]为：

(1)

式中：

v0(T)—标准耗氧速率，mol/(cm3·s)；

C1、C2—分别为煤样罐进、出口氧浓度，%；

C0—新鲜风流中的氧浓度，取21%；

Q—氧化罐进气量，cm3/min；

S—煤样罐断面积，cm2；

L—装煤高度，cm；

n—煤样的孔隙率，%.

图1 各粒度耗氧速率随温度变化曲线图

从图1可以看出，各煤样的耗氧速率变化曲线均出现了两个拐点，分别为70 ℃和130 ℃.根据前述定义，70 ℃为31005工作面煤样的第一特征温度，即自燃临界温度；130 ℃则是第二特征温度，也称为乙烯乙炔产生温度。t≥ 70 ℃时，煤氧复合反应进入自加速阶段，耗氧速率显著增大，CO、CO2的生成量快速增加；t≥130 ℃时，煤氧反应进入剧烈氧化放热阶段，耗氧速率急剧增大，生成大量乙烯、乙炔气体。

2 采空区自然发火数学模型及求解

采空区自然发火是采空区内的气体渗流场、氧气浓度、气体温度场以及冒落煤岩固体温度场等相互耦合[5]作用的结果。因此，建立多场耦合的采空区自然发火模型：

1) 漏风流场方程：

(2)

2) 氧浓度场方程：

(3)

3) 移动坐标下的冒落煤岩固体温度场方程：

(4)

4) 冒落煤岩孔隙间气体温度方程：

(5)

式中：

vx、vy—沿x、y轴方向的气体渗流速度，m/s；

ρg—空气密度，kg/m3；

p—静压、速压之和，Pa；

α—煤层的倾角，(°)；

K—渗透系数，m/s，采空区内冒落煤岩可以看成连续的非均质各向同性的多孔介质，对于其中某一点来说，空气在x、y方向上的渗透性相同；

c—氧气的摩尔浓度，mol/m3；

do2—氧气在空气中的扩散系数，m2/s；

n—冒落煤岩的孔隙率，%；

u(t)—遗煤耗氧速率，mol/(s·m3)，通过煤样的升温氧化实验可以计算得出u(t)与t的函数关系式；

λs—冒落煤岩固体颗粒的导热系数，J/(m·s·K)；

ts—固体颗粒的温度，K；

tg—冒落煤岩孔隙中的气体温度，K；

Ke—固体颗粒和气体的对流换热系数，J/(m2·s·K)；

Sn—单元体的比表面积，m2/kg；

ρs—固体颗粒的密度，kg/m3；

Cs—固体颗粒的比热容，J/(kg·K)；

v1—工作面推进速度，m/s；

q(t)—单位体积、单位时间固体颗粒的放热量，J/(mol·s)，其值为温度t时的煤对氧的化学吸附热以及生成CO、CO2等气体的反应放热之和；

λg—孔隙中的气体的导热系数，J/(m·s·K)；

Cg—气体的比热，J/(kg·K).

3 解算结果及分析

3.1 解算结果

以该矿31005综采面采空区为例进行采空区自然发火数值模拟。采空区走向长度为300 m，工作面长度为190 m，倾角为5°. 现场测试得到进风温度为20.5 ℃，工作面正常供风量约660 m3/min、两端压差约为33.8 Pa，遗煤均厚为1.2 m，原始煤层温度为23.1 ℃. 数值模拟设定的推进速度分别为1.2 m/d、2.4 m/d、3.6 m/d、4.2 m/d、4.8 m/d、5.4 m/d和6.0 m/d. 数值模拟结果见图2，图3.

图2 采空区内各场分布图(v1=3.6 m/d)

图3 不同推进度下的采空区冒落煤岩温度场分布图

图2与图3中，工作面长度方向上0～190 m的区域为采空区，其它区域均为保护煤柱。可以看出，正常供风下，加快推进速度能减小采空区高温区域面积、降低各处温度值，从而在很大程度上降低采空区自然发火危险。图3中正常推进速度(3.6 m/d)时的高温区域面积是过断层推进(1.2 m/d)时的2/3，其最高温度也只有过断层时的1/2；在推进速度达到一定值后(2.4 m/d)，高温区域面积基本保持不变，但各处的温度值仍会随推进速度的增大而减小。

3.2 最小安全推进速度的确定

在解算得到的温度数据中筛选出不同推进速度下的采空区最高温度值，见图4.

图4 不同推进速度下采空区内最高温度值图

对图4中的推进速度及其所对应的采空区最高温度进行拟合，得到式(6)：

v1=212.21t-0.786 4

(6)

式中：

v1—工作面推进速度，m/d；

t—采空区内冒落煤岩的最高温度，℃.

实验得出的煤样自燃临界温度为70 ℃，代入式(6)得到对应的推进速度为4.1 m/d. 该矿割一刀煤的深度为0.6 m，相应的刀数约为7刀，故31005工作面的最小安全推进速度初步确定为7刀/天。

4 现场验证

31005综采面开采初期推进速度很快，每天割煤约10刀，上隅角CO浓度正常；在推进200 m后，遇到大断层，推进速度减慢，开始时每天能割煤4～5刀，此时上隅角CO浓度持续缓慢上升，表明采空区内遗煤的氧化放热反应速率已经加快；当推进速度降低至每天1～2刀时，上隅角的CO浓度开始急剧上升，说明此时的煤氧反应可能进入剧烈氧化放热阶段，这将会导致采空区温度急剧上升，如不采取有效的防治措施，最终将会发展成为自燃火灾，故以1 m/d作为最小防火推进速度显然是不合理的。整个推进过程表明，在不采取任何防火措施以及正常供风量的情况下，以7刀/天作为该工作面的最小安全推进速度是准确可靠的。

5 总 结

1) 通过煤升温氧化实验得到了煤样的自燃临界温度，并建立了移动坐标下的采空区自然发火数学模型。

2) 回归得到工作面推进速度与采空区最高温度近似服从幂函数关系；由自燃临界温度值确定了该矿31005综采面正常供风条件下的最小安全推进度为7刀/天，理论分析与现场推进过程表明该最小安全推进速度合理可靠。

3) 以上研究表明，煤自燃临界温度与数值模拟相结合的综采面最小安全推进速度判定方法具有较高的现场应用价值，对预防采空区自然发火具有重要的理论和实际意义。

参 考 文 献

[1] 邓 军, 孙战勇. 综放面自燃危险区域及最小安全推进速度的确定[J]. 西安科技学院学报, 2002, 22(2): 119-122.

[2] 仲晓星, 王德明. 基于程序升温的煤自燃临界温度测试方法[J]. 煤炭学报,2010,35(S): 128-131.

[3] 王月红. 移动坐标下采空区自然发火的有限体积法模拟研究[D]. 北京: 中国矿业大学, 2009.

[4] 秦跃平, 宋宜猛, 杨小彬，等. 粒度对采空区遗煤氧化速率影响的实验研究[J]. 煤炭学报, 2010, 35(增刊): 132-135.

[5] 张 春, 题正义, 李宗翔.采空区加荷应力场及多场耦合研究[J]. 长江科学院院报, 2012, 29(3):50-58.