孔隙率和風速對上覆采空區煤自燃的影響研究*

吳奎 牛會永 魯義 李石林

(1.湖南科技大學資源環境與安全工程學院 湖南湘潭 411201；2.湖南科技大學煤炭安全開采技術湖南省重點實驗室 湖南湘潭 411201)

0 引言

在煤礦開采過程中，部分礦井采空區的瓦斯含量占總瓦斯量的60%～70%[1]，采空區瓦斯氣體的運移變化主要與采空區內遺煤的厚度、孔隙率及漏風強度有關。因此，研究采空區氣體的濃度變化對采空區瓦斯治理和煤礦的防滅火具有重要意義，國內外學者對此展開了大量研究。俞啟香[2]認為瓦斯在煤層區的運動規律符合胡克定律；葉汝陵等[3]從場流的角度提出了瓦斯運移規律方程；余楚新等[4]認為混合氣體瓦斯吸附與解吸過程是可逆的，并根據該過程特點建立了瓦斯滲流場中的控制方程；聶百勝等[5]對多孔介質中氣體的擴散方式進行了類比探究，研究了瓦斯擴散的機理和方式；梁棟等[6]對采動區域的多孔介質特點和瓦斯氣體運移進行了研究，搭建了采動區域的瓦斯氣體運移雙介質模型；XIA T Q等[7]研究了地下煤層中的煤氧復合反應引發煤自燃的氧氣濃度場分布和導熱規律，并針對實際煤層狀況開展了數值模擬研究；羅振敏等[8]通過Fluent軟件對采空區的瓦斯分布和濃度開展了研究；李書兵[9]通過Fluent軟件建立了采空區的簡化模型，對采空區的瓦斯防治進行研究；黎經雷等[10]運用Fluent軟件建立了U型通風采空區三維立體模型，研究不同風速下采空區的漏風強度和煤自燃發火規律。綜上所述，采空區的氣體濃度場變化與采空區的孔隙率、漏風強度、滲透率有很大關聯。因此，本文通過改變孔隙率和風速的大小對采空區內的氣體濃度場變化進行研究探討。

1 采空區多孔介質數學模型

1.1 近距離煤層采空區內部混合氣體成分

煤礦井下采空區的混合氣體主要由空氣和瓦斯氣體組成，新鮮的風流主要通過滲透作用進入采空區內部，瓦斯氣體主要由瓦斯源涌出。受到采煤空間的各種影響，混合氣體在采空區內做無規則運動。采空區內瓦斯氣體來源主要有3種：①煤層吸附作用的瓦斯氣體釋放；②煤層在高地溫條件下分解產出氣體；③煤的氧化作用產生各種氣體。采空區的混合氣體中，CH4占比較高。

1.2 模型基本假設

煤礦井下的實際工作面條件比較復雜，巷道、工作面及采空區均屬于不規則的幾何形狀，在本模型的模擬過程中將其簡化為簡單的幾何模型并視為一個整體進行研究。為對主要問題進行重點研究，對該模型進行必要的假設[11-12]：①將煤層巖體視為同性質的巖石體；②將采空區內所有氣體視為無壓縮理想氣體；③氣體只在巷道、采空區及工作面流動；④只分析采空區內的靜止狀態，其他狀況暫不考慮；⑤將物理空間簡化為長方體模型，根據井下的實際情況設置尺寸。

1.3 近距離煤層上覆采空區氣體擴散控制方程

近距離煤層上覆采空區的物質能進行有效的對流、擴散、吸附等作用，本文主要分析上覆采空區的氧氣濃度傳遞屬性。

根據質量守恒原理可推理出連續性方程：

(1)

式中，ui、uj分別為不同單元體的平均流速。

動量守恒定律[13]是大多數流體的基本定律，該定律的微分形式表達式為

(2)

式中，p為壓力；Fx、Fy、Fz分別為x、y、z方向的質量力；μ為動力黏度；u、v、w分別為x、y、z方向的速度，m/s；ρ為采空區混合氣體的密度，kg/m3。

在采空區內，氧氣和煤發生反應產生一定能量，符合能量守恒定律[14]，表達式為

(3)

式中，cp為比熱容；T為溫度；k為傳熱系數；ST為機械能向熱能轉換的部分，稱為粘性耗散項。

根據多孔介質理論，新鮮的風流通過漏風點進入采空區，并向采空區的松散煤體擴散滲透。氧氣進入采空區后，會在煤體表面形成吸附，在建立松散煤體氧濃度方程時，風流的運移只考慮擴散形式。依據能量平衡方程和質量平衡方程聯合求解，采空區內松散煤體氧濃度方程[15]為

(4)

式中，n為介質孔隙率；W(O2)為采空區內松散煤體的耗氧速率，kg/(m3·s)；D為風流在松散煤體中的擴散系數，m2/s；Yi為氧氣質量分數；ρfYi為組分i的質量濃度，kg/m3。

1.4 近距離煤層上覆采空區氣體滲流控制方程

本研究視近距離煤層上覆采空區氣體的流動為層流，符合達西定律：

(5)

式中，Vx、Vy、Vz分別為x、y、z方向的滲流速度，m/s；h為滲透流場壓力，Pa；Kxx、Kyy、Kzz分別為x、y、z方向的滲流系數，m/s。

采空區內風壓穩定，風流為不可壓縮流體，忽略頂板對風流流向的影響，建立二維穩定滲流方程：

(6)

根據Blake-Kozeny公式，對采空區內部的滲透率和黏性阻力系數[16]估算為

(7)

(8)

式中，n為孔隙率；dm為平均粒徑，m。

2 上覆采空區物理模型建立

采空區二維平面示意如圖1所示，將進風巷道、回風巷道、采煤工作面和采空區內部簡化為幾何圖形，工作面長度為130 m，寬度為10 m，高度為5 m；進回風巷長度為20 m，寬度為5 m，高度為3 m；下覆采空區長度為180 m，寬度為130 m，高度為15 m；上覆采空區長度為180 m，寬度為130 m，高度為5 m。

圖1 采空區二維平面示意

利用Fluent軟件建立三維立體模型，主要物理參數設置如表1所示。根據礦井實際狀況，將上覆采空區模型進風口設置為風流速度入口，回風口設置為壓力出口，采煤工作面及采空區內部設置為固壁，默認為無熱量交換的介質，瓦斯氣體不受溫度影響產生運移，模型使用六邊形進行網格劃分，網格數量為126 444個，如圖2所示。

表1 采空區模型基本參數

3 模擬結果及分析

3.1 孔隙率為0.2時不同進風速率下濃度場變化

當孔隙率為0.2，進風巷風速為2 m/s時，采空區的氧濃度分布如圖3所示。由圖可知，采空區淺部的氧濃度較高，沿著采空區的走向，氧濃度逐漸降低，距離工作面越遠，氧濃度下降速率越快，距離進風巷工作面40～50 m的采空區氧氣質量分數約8%～12%，更深入處氧氣質量分數為0。沿著工作面的傾向，進風巷的氧濃度大于回風巷的氧濃度，且進風側的散熱帶大于回風側的散熱帶，隨著傾向的距離增大，散熱帶的面積逐漸減小。工作面的漏風由煤層的孔隙進入上覆采空區，氧氣從進風巷的一側在采空區擴散，沿著工作面走向的方向，散熱帶的面積逐漸減小。

(a)z=0 m (b)z=20 m (c)沿y軸方向圖3 孔隙率為0.2、風速為2 m/s時采空區的氧濃度分布

當孔隙率為0.2，進風巷風速為4 m/s時，采空區的氧濃度分布如圖4所示。由圖可知，在風壓的作用下，靠近進風巷一側的采空區散熱帶面積最大，相較于進風巷風速為2 m/s的采空區散熱帶面積明顯增大；隨著向采空區繼續深入，氧濃度逐漸降低，在距離工作面70～90 m處的氧氣質量分數降至8%～12%，距離工作面較遠的采空區深處氧氣質量分數降為0。沿著工作面的傾向，散熱帶的面積逐漸減小，由于風壓渦旋的影響，散熱帶的寬度出現小幅變化；在回風巷道口，受壓力出口的影響，氧化帶的寬度出現小幅增大。上覆采空區散熱帶的面積由于進風巷風速的增大出現明顯的增大，且沿著工作面的傾向，散熱帶的面積逐漸減小，在回風巷道約20 m處散熱帶的面積減小為0，氧化帶的面積增大；在整個上覆采空區內，進風巷道一側的散熱帶面積最大，若上覆采空區的遺煤出現高溫火點，將大大增加上覆采空區的自燃性，對煤礦的生產安全造成威脅。

(a)z=0 m (b)z=20 m (c)沿y軸方向圖4 孔隙率為0.2、風速為4 m/s時采空區的氧濃度分布

3.2 孔隙率為0.6時不同進風速率下濃度場變化

當孔隙率為0.6，進風巷風速為2 m/s時，采空區的氧濃度分布如圖5所示。由圖可知，氧濃度較高的區域主要在進風巷和工作面附近，在進風側上隅角處的氧氣質量分數最高，約21%；沿著采空區的走向，氧濃度逐漸降低，在50～60 m處的氧氣質量分數降至8%～12%；隨著向采空區繼續深入，氧氣質量分數逐漸下降為0。距離進風巷的進風口越遠，沿著工作面的傾向，采空區散熱帶的寬度逐漸減小。工作面的氧氣擴散到上覆采空區，上覆采空區的氧濃度沿著工作面的傾向逐漸降低，散熱帶的寬度逐漸減小，在回風巷一側的上覆采空區氧氣質量分數降至8%～12%，采空區深部的氧氣質量分數幾乎降為0。

(a)z=0 m (b)z=20 m (c)沿y軸方向圖5 孔隙率為0.6、風速為2 m/s時采空區的氧濃度分布

當孔隙率為0.6，進風巷風速為4 m/s時，采空區的氧濃度分布如圖6所示。由圖可知，在進風巷一側上隅角處及采空區淺部的氧氣質量分數較高，約21%；沿著采空區的走向，氧濃度慢慢下降，在90～100 m處的氧氣質量分數下降至12%；隨著向采空區繼續深入，氧氣質量分數逐漸下降為0，CH4濃度相對較高。沿著工作面的傾向，氧濃度逐漸降低，散熱帶的寬度逐漸減小，在中間位置采空區的散熱帶寬度減小比較明顯。上覆采空區在進風巷一側的散熱帶面積較大，沿著上覆采空區的走向，氧濃度逐漸降低，采空區深處的氧氣質量分數逐漸降為0。沿著工作面的傾向，散熱帶的寬度逐漸減小，氧濃度逐漸降低，在距離回風巷20 m處，氧濃度降低速率較快，主要是因為受到回風巷壓力影響，回風側的上隅角氧濃度較低，瓦斯含量較大。

(a)z=0 m (b)z=20 m (c)沿y軸方向圖6 孔隙率為0.6、風速為4 m/s時采空區的氧濃度分布

3.3 模擬結果對比分析

通過圖3和圖4、圖5和圖6的對比分析可知，當孔隙率一定時，不同的風速對采空區的漏風強度影響較大。當風速增大時，漏風使采空區的擴散加速，采空區的散熱帶和氧化帶的面積增大比較明顯，由于近距離煤層之間的間距較小，受下部擾動的影響，上覆采空區遺煤易發生二次氧化，且氧化效率較高，在上覆采空區局部出現快速升溫，形成高溫易燃火點，自燃發火嚴重，危險性更大。當風速增大時，在回風巷附近的氧濃度降低速率較快，瓦斯氣體在上隅角的聚集量也會增大，對工作面機械設備的防爆性能要求較高，在瓦斯抽采過程中，回風巷道上隅角的抽采面積和抽采量都應加大。

通過圖3和圖5、圖4和圖6的對比分析可知，當采空區進風巷的風速不變時，孔隙率越小，流入采空區多孔介質的氣體擴散越小，氧濃度較高的區域主要在進風巷和近距離采空區，氣體通過孔隙進入上覆采空區的量較小，主要存在于工作面上方的采空區。當孔隙率增大時，流入采空區多孔介質的氣體擴散略微增大，散熱帶和氧化帶的面積也隨之增大。氣體通過孔隙進入上覆采空區，進風側的氣體量大于回風側的氣體量，且孔隙率越大，進風側上覆采空區的散熱帶和氧化帶的面積越大，上覆采空區的自燃發火的幾率越大。

4 結論

(1)當采空區內部的孔隙率不變時，漏風的風速越大，對下覆采空區及上覆采空區淺部的瓦斯濃度降低作用相對較大，回風巷道上隅角的瓦斯濃度會增大，對采空區深部的影響不大。

(2)氣體通過孔隙擴散至上覆采空區，造成遺煤的二次氧化，易形成高溫點，當進風巷入口風速增大時，氧氣在采空區內擴散面積逐漸增大，煤自燃的傾向性幾率增大，因此進風側的上覆采空區為火災預防的重點部位。

(3)當孔隙率增大時，采空區的漏風強度會增大，散熱帶和氧化帶的位置和面積也隨之變化，但孔隙率的變化對上覆采空區的影響小于風速的變化對其的影響。