纪玉龙 时国庆 常绪华 高兴生

（1.国网新疆准东煤电有限公司，新疆维吾尔自治区昌吉市，831800；2.中国矿业大学安全工程学院，江苏省徐州市，221116）

煤炭自燃是影响煤炭工业健康发展的重要原因之一，上世纪90年代以来，我国广泛采用综采放顶煤开采技术，在生产效率大幅提高的同时，也造成采空区遗留残煤多、冒落高度大、漏风严重的状况，使得煤自燃火灾发生频繁。为防止瓦斯超限事故并提高瓦斯的抽采率，高瓦斯矿井普遍采用高负压瓦斯抽放技术对采空区进行治理。在抽放过程中，抽放区域风流紊乱、漏风量增大，采空区氧气分布规律和浮煤自然发火特性与常规工作面都不同，由瓦斯抽放引起的煤自燃问题更加突出。氧气分布是煤自燃的主要影响因素，为研究瓦斯抽放条件下的自然发火规律，本文建立了采空区瓦斯抽放条件下风流场、气体浓度场的数学模型，采用计算流体力学（CFD）模拟技术得出采空区内部氧气浓度场的分布特征，并通过现场观测验证模拟技术的可靠性，基于模拟结果提出了适合于高瓦斯煤层综放面采空区抽放条件下自燃危险区域的判定技术。研究结论可用于指导抽放条件下自然发火危险区域的圈化，为进一步完善高瓦斯矿井抽放条件下综放采空区防灭火技术提供一定的基础。

1 采空区气体运移分布的理论模型

采空区气体流动主要遵循以下8个控制方程。

将i，j标记为（x，y，z）表示三维空间的三个方向，则连续性方程：

式中：t——时间，s；

u——气体流动速度，ui为i（x，y，z）方向上的速度分量，m／s；

ρ——混合气体密度，kg／m3；

Sm——采空区内气体质量增减量，kg。

式中：p——气体压力，Pa；

τij——分子作用而产生并作用在气体上的粘性应力张量，N／m2；

gi——i方向上的重力体积力，m／s2；

Si——i方向上气体在采空区多孔介质运移过程中附加的动量损失源项，由括粘性损失和惯性损失两部分构成，可表示为：

式中：μ——采空区气体的粘度，m2／s；

dij、Cij——分别为粘性损失系数、惯性损失系数矩阵。

vj——速度在x，y，z3个坐标方向上的分量，由此可见当流动速度足够小时，式中惯性损失部分相对于粘性损失可看作无穷小项，附加动量损失源可简化为达西（Darcy）公式表示。

组分质量守恒方程：

式中：cs——组分s的体积浓度，%；

ρ——该组分的密度，kg／m3；

Ds——该组分的扩散系数，m2／s；

Ss——采空区内部单位时间内单位体积通过化学反应产生的该组分的质量。

煤对氧的消耗是放热过程，考虑产热与耗氧速率的耦合作用，采空区能量守恒控制方程的形式如下：

式中：cp——比热容，J／（kg·K）；

T——热力学温度，K；

k——采空区气体的导热系数，W／（m·K）；

ST——能量源项。

根据费克（FICK）定律，采空区各种气体的扩散流量用下式表示，即：

式中：Ji——第i种气体的扩散流量，主要由浓度梯度、热力梯度引起，m3／s；

Dim——混合气体的扩散系数，m2／s；

Xi——气体i的质量分数，%；

DTi——导热系数，W／（m·K）。对于非稀薄气体，式（6）可以采用多组分扩散公式代替，即：

式中：Mi——气体i的分子量；

Mmix——混合气体的分子量；

Dij——指气体j中组分i的多组分扩散系数，m2／s。

低温氧化阶段浮煤对氧气的消耗速率Rate可以采用下述公式来表示：

式中：E——反应活化能，取12～95kJ／mol之间；

A——反应指数，依煤级和测试方法不同；

n——常数，取值多在0.5～1之间；

R——气体常数，J／（K·mol）；

［O2］——氧浓度，%。

采空区的渗透率是模型的另外一个关键参数，它主要受采动后采空区应力分布的影响，格瑞德（Greed）和克拉克（Clark）曾对采空区的渗透性进行了研究，认为采空区的渗透率取值在10－2～10－7m－2之间，并指出采空区边缘的渗透率要比中部大的多。综合考虑现场情况，结合前人研究成果，本文渗透率的取值处于10－2～10－9m－2范围内，采用双曲正切函数进行分布规律的拟合。

2 综放面采空区气体抽放条件下氧气浓度的实测与分析

2.1 采空区气样采集系统

抽气系统主要有电动旋片式真空抽气泵和束管组成。束管为单管直径为ø8mm的硬质塑料管束，为防止束管进入采空区后被冒落岩石击断，在束管的外边布设了无缝钢管加以保护。为避免抽气束管从钢管内抽气，在保护钢管和束管之间，采用密封胶泥进行封堵。

2.2 测点分布

在综放工作面刮板输送机后面布设测试束管对瓦斯抽放条件下采空区的气体进行了现场测试，数据分别来自工作面进风巷侧、回风巷侧、距回风巷60m处（在图中标记为采空区中部）3个测点，测点在采空区的分布如图1所示，得到的3组氧气浓度分布曲线，见图2。

2.3 测试结果

通过抽气泵抽取采空区气体进入气体收集球胆，采用KSS－200型气相色谱分析系统对收集的气样进行分析，分析精度≤1.5%。

由采空区氧气实测浓度数据曲线图2可以看出，采空区进风巷侧氧气浓度较高，在采空区深部70m左右时，采空区氧气浓度初次下降到18%左右，在采空区深部120m左右时氧气浓度下降到8%；而在采空区回风巷侧和采空区中部，它们的氧气浓度分布特征基本相同，二者显著低于采空区进风巷侧氧气浓度，氧气浓度在采空区深部20m位置处下降到18%，在采空区深部70m位置处，氧气浓度下降到8%，进而采空区可进入氧化窒息带。

3 采空区气体抽放条件下氧气浓度场的模拟

3.1 模型的几何特征

综放工作面的CFD模型的几何特征见图3。模型右侧为进风巷，左侧为回风巷，在回风巷的右上方沿煤层顶板布置有瓦斯导流高位巷，图中的1和2分别为上隅角的采空区瓦斯抽放管路和通过回风巷旁侧灌浆巷布置的采空区瓦斯抽放管路。巷道高3m，宽4m，长30m；工作面长度为200m，采空区走向长度为500m，计算高度为20m；煤层倾角为0°，工作面沿走向2°俯采；工作面通风方式为U型通风，配风量为1400m3／min，进风侧新鲜风流氧气质量分数23%，体积分数（浓度）20.7%；高抽巷配风量为200m3／min，上隅角的抽放管路1直径为ø325mm，流量为200m3／min，灌浆巷抽放管路2流量为180m3／h；2008年矿井绝对涌出量达到155.49m3／t，相对涌出量21.78 m3／t。矿井瓦斯主要来源于工作面瓦斯涌出、采空区底板及顶煤冒落瓦斯涌出，整个采空区的瓦斯涌出量约为21～24m3／min，本文假设沿采空区走向瓦斯的释放强度呈线性衰减。

图3 CFD模型的几何特征

3.2 模拟结果与分析

物理模型四周边界氧气浓度分布云图见图4，采空区不同水平氧气浓度分布云图见图5，可以看出：随着距底板高度的不断增加，高氧气浓度分布区域的范围不断减小。由图5（a）的氧气浓度分布云图与实测数据的对比可以看出，二者具有较好的吻合度，这就表明数值模拟基本能够反映采空区氧气浓度的真实分布特征。对不同高度水平面上氧气浓度分布的对比分析可知，在距采空区底板20 m高的水平面上，氧气浓度只有在进风侧能够达到20%左右，在回风侧氧气浓度降至了15%左右。

图6为采空区底板处按照氧气浓度8%～18%的标准划分的采空区自燃带分布，从模拟结果中提取的数据表明：在进风侧，到达采空区深部75m时浮煤进入自燃带，当到达采空区深部130m时，采空区进入窒息带；在工作面中部，当达到采空区深部30m时，采空区浮煤进入自燃带，当达到采空区深部67m时，采空区进入窒息带；而在回风侧，采空区进入自燃带的距离则提前至采空区深部26m，当达到采空区深部70m时，采空区进入窒息带；由于该工作面采用放顶煤的开采方式，采空区的浮煤厚度普遍较大，基本大于支持煤自燃的最小浮煤厚度。因此，以采空区氧气浓度划分出的自燃带基本等同于采空区浮煤自燃危险区域范围。由此可见，该综放面采空区自燃危险区域的最宽处在采空区进风侧，宽度达到55m，而该矿的统计自然发火期为24d，因此只要工作面推进速度不低于2.29m／d，该工作面采空区自然发火的可能性较小。

图4 模型外表面氧气浓度分布云图

图5 氧气浓度分布云图（距离底板不同的水平面）

图6 采空区自燃带内氧气分布云图

图7为距工作面不同深度位置的垂向剖面上的氧气浓度云图，可以看出，工作面底部的氧气浓度要显著高于顶部氧气浓度，这说明靠近工作面时，采空区上部浮煤自然发火的几率要高于底板浮煤自然发火的可能性；随着向采空区的深入，采空区底板浮煤自然发火的可能性逐步增加，上部浮煤进入窒息带的速率加快，自然发火的几率降低。

根据能量平衡原理，采空区瓦斯抽放势必造成采空区漏风量大，这种条件下依靠上下隅角堵漏或注氮缩短采空区自燃带宽度的作用是有限的。因此，瓦斯抽放条件下的防火不能以堵漏和注氮作为主要手段。为防止采空区自然发火，最优的做法是将采空区的煤体润湿或覆盖。泡沫防灭火技术灌注流量大，易向采空区高处堆积，泡沫发泡剂中本身含有阻化物质，其对煤体具有阻化作用；另外，含固相介质的三相泡沫破灭后，液膜上的粉煤灰形成致密的保护膜附着在煤体上，起到隔绝氧气的作用。

图7 采空区不同深度垂向剖面氧气浓度分布云图

4 结论

（1）综放面采空区氧气浓度分布模拟表明瓦斯抽放造成该工作面漏风量大， 采空区高氧浓度分布范围较广、自燃带宽度大，在进风侧采空区自燃带宽度为55m，在回风侧采空区自燃带宽度与在进风侧采空区自燃带的宽度基本相当，为30～40m。按照自然发火期24d计算，该面回采速度大于2.29 m／d时，自然发火的危险性较小。

（2）采用CFD技术模拟得到的抽放条件下采空区氧气浓度场的分布特征与实际情况基本相符。因此，证明了CFD技术是一项技术可行、操作性强的抽放条件下采空区氧气浓度分布特征的研究手段。

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