綜采面最小安全速度的確定及應用

劉常玉

(西山煤電集團公司 教育中心，山西 太原 030053)

工作面推進速度與采空區自然發火密切相關，直接影響其嚴重程度[1]. 目前，多數學者將采空區內氧化升溫帶的寬度與煤最短自然發火期的比值作為預防采空區自然發火的工作面最小安全推進速度[2]. 這樣所確定的最小安全推進速度往往會偏小，難以準確指導現場生產工作。其主要有兩個原因：1) 實驗室條件下得到的煤樣最短發火期常常與實際采空區發火情況不符。2) 采空區內氧濃度與溫度分布的現場測試很困難，造成氧化升溫帶的寬度難以準確確定。本文提出了煤自燃臨界溫度[3]與采空區自然發火數值模擬[4]相結合的綜采面最小安全推進速度判定方法，其核心思想就是在移動坐標下確定一個推進速度，使得采空區內冒落煤巖的溫度始終處于煤自燃臨界溫度之下，以避免煤氧化放熱反應進入到自加速階段，從而達到預防采空區自然發火的目的。

1 煤自燃臨界溫度

煤自燃臨界溫度是煤自燃過程中第一個引起煤氧復合反應自加速的溫度點。當煤溫超過該溫度時，煤的耗氧速率會顯著增大，故可以通過耗氧速率隨溫度升高的變化趨勢來判定自燃臨界溫度。而煤的耗氧速率一般可以通過煤升溫氧化實驗得到。

實驗煤樣采集于某礦31005采煤工作面的新暴露煤壁，經現場密封，運至實驗室。將煤樣破碎后，篩分得到5種不同粒度的試樣，具體參數見表1. 實驗開始前，通過質量流量計將煤樣罐的進氣量控制在80 mL/min，并測得進氣口處的氧濃度。開始實驗時，先將試樣裝入煤樣罐，然后采用漸續升溫法升高煤溫，即先以1.3 ℃/min的速度將煤溫升高15 ℃，再保持溫度恒定20 min，在溫度恒定期間使用色譜儀測試煤樣罐出口的氧氣濃度，然后繼續升溫，重復這個過程直至煤溫達到190 ℃.根據式(1)計算出不同溫度下各煤樣的標準耗氧速率v0(T)，見圖1.

表1 各個試樣實驗參數表

不同溫度下單位體積的煤樣在新鮮空氣中的標準耗氧速率[5]為：

(1)

式中：

v0(T)—標準耗氧速率，mol/(cm3·s)；

C1、C2—分別為煤樣罐進、出口氧濃度，%；

C0—新鮮風流中的氧濃度，取21%；

Q—氧化罐進氣量，cm3/min；

S—煤樣罐斷面積，cm2；

L—裝煤高度，cm；

n—煤樣的孔隙率，%.

圖1 各粒度耗氧速率隨溫度變化曲線圖

從圖1可以看出，各煤樣的耗氧速率變化曲線均出現了兩個拐點，分別為70 ℃和130 ℃.根據前述定義，70 ℃為31005工作面煤樣的第一特征溫度，即自燃臨界溫度；130 ℃則是第二特征溫度，也稱為乙烯乙炔產生溫度。t≥ 70 ℃時，煤氧復合反應進入自加速階段，耗氧速率顯著增大，CO、CO2的生成量快速增加；t≥130 ℃時，煤氧反應進入劇烈氧化放熱階段，耗氧速率急劇增大，生成大量乙烯、乙炔氣體。

2 采空區自然發火數學模型及求解

采空區自然發火是采空區內的氣體滲流場、氧氣濃度、氣體溫度場以及冒落煤巖固體溫度場等相互耦合[5]作用的結果。因此，建立多場耦合的采空區自然發火模型：

1) 漏風流場方程：

(2)

2) 氧濃度場方程：

(3)

3) 移動坐標下的冒落煤巖固體溫度場方程：

(4)

4) 冒落煤巖孔隙間氣體溫度方程：

(5)

式中：

vx、vy—沿x、y軸方向的氣體滲流速度，m/s；

ρg—空氣密度，kg/m3；

p—靜壓、速壓之和，Pa；

α—煤層的傾角，(°)；

K—滲透系數，m/s，采空區內冒落煤巖可以看成連續的非均質各向同性的多孔介質，對于其中某一點來說，空氣在x、y方向上的滲透性相同；

c—氧氣的摩爾濃度，mol/m3；

do2—氧氣在空氣中的擴散系數，m2/s；

n—冒落煤巖的孔隙率，%；

u(t)—遺煤耗氧速率，mol/(s·m3)，通過煤樣的升溫氧化實驗可以計算得出u(t)與t的函數關系式；

λs—冒落煤巖固體顆粒的導熱系數，J/(m·s·K)；

ts—固體顆粒的溫度，K；

tg—冒落煤巖孔隙中的氣體溫度，K；

Ke—固體顆粒和氣體的對流換熱系數，J/(m2·s·K)；

Sn—單元體的比表面積，m2/kg；

ρs—固體顆粒的密度，kg/m3；

Cs—固體顆粒的比熱容，J/(kg·K)；

v1—工作面推進速度，m/s；

q(t)—單位體積、單位時間固體顆粒的放熱量，J/(mol·s)，其值為溫度t時的煤對氧的化學吸附熱以及生成CO、CO2等氣體的反應放熱之和；

λg—孔隙中的氣體的導熱系數，J/(m·s·K)；

Cg—氣體的比熱，J/(kg·K).

3 解算結果及分析

3.1 解算結果

以該礦31005綜采面采空區為例進行采空區自然發火數值模擬。采空區走向長度為300 m，工作面長度為190 m，傾角為5°. 現場測試得到進風溫度為20.5 ℃，工作面正常供風量約660 m3/min、兩端壓差約為33.8 Pa，遺煤均厚為1.2 m，原始煤層溫度為23.1 ℃. 數值模擬設定的推進速度分別為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. 數值模擬結果見圖2，圖3.

圖2 采空區內各場分布圖(v1=3.6 m/d)

圖3 不同推進度下的采空區冒落煤巖溫度場分布圖

圖2與圖3中，工作面長度方向上0～190 m的區域為采空區，其它區域均為保護煤柱。可以看出，正常供風下，加快推進速度能減小采空區高溫區域面積、降低各處溫度值，從而在很大程度上降低采空區自然發火危險。圖3中正常推進速度(3.6 m/d)時的高溫區域面積是過斷層推進(1.2 m/d)時的2/3，其最高溫度也只有過斷層時的1/2；在推進速度達到一定值后(2.4 m/d)，高溫區域面積基本保持不變，但各處的溫度值仍會隨推進速度的增大而減小。

3.2 最小安全推進速度的確定

在解算得到的溫度數據中篩選出不同推進速度下的采空區最高溫度值，見圖4.

圖4 不同推進速度下采空區內最高溫度值圖

對圖4中的推進速度及其所對應的采空區最高溫度進行擬合，得到式(6)：

v1=212.21t-0.786 4

(6)

式中：

v1—工作面推進速度，m/d；

t—采空區內冒落煤巖的最高溫度，℃.

實驗得出的煤樣自燃臨界溫度為70 ℃，代入式(6)得到對應的推進速度為4.1 m/d. 該礦割一刀煤的深度為0.6 m，相應的刀數約為7刀，故31005工作面的最小安全推進速度初步確定為7刀/天。

4 現場驗證

31005綜采面開采初期推進速度很快，每天割煤約10刀，上隅角CO濃度正常；在推進200 m后，遇到大斷層，推進速度減慢，開始時每天能割煤4～5刀，此時上隅角CO濃度持續緩慢上升，表明采空區內遺煤的氧化放熱反應速率已經加快；當推進速度降低至每天1～2刀時，上隅角的CO濃度開始急劇上升，說明此時的煤氧反應可能進入劇烈氧化放熱階段，這將會導致采空區溫度急劇上升，如不采取有效的防治措施，最終將會發展成為自燃火災，故以1 m/d作為最小防火推進速度顯然是不合理的。整個推進過程表明，在不采取任何防火措施以及正常供風量的情況下，以7刀/天作為該工作面的最小安全推進速度是準確可靠的。

5 總 結

1) 通過煤升溫氧化實驗得到了煤樣的自燃臨界溫度，并建立了移動坐標下的采空區自然發火數學模型。

2) 回歸得到工作面推進速度與采空區最高溫度近似服從冪函數關系；由自燃臨界溫度值確定了該礦31005綜采面正常供風條件下的最小安全推進度為7刀/天，理論分析與現場推進過程表明該最小安全推進速度合理可靠。

3) 以上研究表明，煤自燃臨界溫度與數值模擬相結合的綜采面最小安全推進速度判定方法具有較高的現場應用價值，對預防采空區自然發火具有重要的理論和實際意義。

參 考 文 獻

[1] 鄧 軍, 孫戰勇. 綜放面自燃危險區域及最小安全推進速度的確定[J]. 西安科技學院學報, 2002, 22(2): 119-122.

[2] 仲曉星, 王德明. 基于程序升溫的煤自燃臨界溫度測試方法[J]. 煤炭學報,2010,35(S): 128-131.

[3] 王月紅. 移動坐標下采空區自然發火的有限體積法模擬研究[D]. 北京: 中國礦業大學, 2009.

[4] 秦躍平, 宋宜猛, 楊小彬，等. 粒度對采空區遺煤氧化速率影響的實驗研究[J]. 煤炭學報, 2010, 35(增刊): 132-135.

[5] 張 春, 題正義, 李宗翔.采空區加荷應力場及多場耦合研究[J]. 長江科學院院報, 2012, 29(3):50-58.