孔隙率和风速对上覆采空区煤自燃的影响研究*

吴奎 牛会永 鲁义 李石林

(1.湖南科技大学资源环境与安全工程学院 湖南湘潭 411201；2.湖南科技大学煤炭安全开采技术湖南省重点实验室 湖南湘潭 411201)

0 引言

在煤矿开采过程中，部分矿井采空区的瓦斯含量占总瓦斯量的60%～70%[1]，采空区瓦斯气体的运移变化主要与采空区内遗煤的厚度、孔隙率及漏风强度有关。因此，研究采空区气体的浓度变化对采空区瓦斯治理和煤矿的防灭火具有重要意义，国内外学者对此展开了大量研究。俞启香[2]认为瓦斯在煤层区的运动规律符合胡克定律；叶汝陵等[3]从场流的角度提出了瓦斯运移规律方程；余楚新等[4]认为混合气体瓦斯吸附与解吸过程是可逆的，并根据该过程特点建立了瓦斯渗流场中的控制方程；聂百胜等[5]对多孔介质中气体的扩散方式进行了类比探究，研究了瓦斯扩散的机理和方式；梁栋等[6]对采动区域的多孔介质特点和瓦斯气体运移进行了研究，搭建了采动区域的瓦斯气体运移双介质模型；XIA T Q等[7]研究了地下煤层中的煤氧复合反应引发煤自燃的氧气浓度场分布和导热规律，并针对实际煤层状况开展了数值模拟研究；罗振敏等[8]通过Fluent软件对采空区的瓦斯分布和浓度开展了研究；李书兵[9]通过Fluent软件建立了采空区的简化模型，对采空区的瓦斯防治进行研究；黎经雷等[10]运用Fluent软件建立了U型通风采空区三维立体模型，研究不同风速下采空区的漏风强度和煤自燃发火规律。综上所述，采空区的气体浓度场变化与采空区的孔隙率、漏风强度、渗透率有很大关联。因此，本文通过改变孔隙率和风速的大小对采空区内的气体浓度场变化进行研究探讨。

1 采空区多孔介质数学模型

1.1 近距离煤层采空区内部混合气体成分

煤矿井下采空区的混合气体主要由空气和瓦斯气体组成，新鲜的风流主要通过渗透作用进入采空区内部，瓦斯气体主要由瓦斯源涌出。受到采煤空间的各种影响，混合气体在采空区内做无规则运动。采空区内瓦斯气体来源主要有3种：①煤层吸附作用的瓦斯气体释放；②煤层在高地温条件下分解产出气体；③煤的氧化作用产生各种气体。采空区的混合气体中，CH4占比较高。

1.2 模型基本假设

煤矿井下的实际工作面条件比较复杂，巷道、工作面及采空区均属于不规则的几何形状，在本模型的模拟过程中将其简化为简单的几何模型并视为一个整体进行研究。为对主要问题进行重点研究，对该模型进行必要的假设[11-12]：①将煤层岩体视为同性质的岩石体；②将采空区内所有气体视为无压缩理想气体；③气体只在巷道、采空区及工作面流动；④只分析采空区内的静止状态，其他状况暂不考虑；⑤将物理空间简化为长方体模型，根据井下的实际情况设置尺寸。

1.3 近距离煤层上覆采空区气体扩散控制方程

近距离煤层上覆采空区的物质能进行有效的对流、扩散、吸附等作用，本文主要分析上覆采空区的氧气浓度传递属性。

根据质量守恒原理可推理出连续性方程：

(1)

式中，ui、uj分别为不同单元体的平均流速。

动量守恒定律[13]是大多数流体的基本定律，该定律的微分形式表达式为

(2)

式中，p为压力；Fx、Fy、Fz分别为x、y、z方向的质量力；μ为动力黏度；u、v、w分别为x、y、z方向的速度，m/s；ρ为采空区混合气体的密度，kg/m3。

在采空区内，氧气和煤发生反应产生一定能量，符合能量守恒定律[14]，表达式为

(3)

式中，cp为比热容；T为温度；k为传热系数；ST为机械能向热能转换的部分，称为粘性耗散项。

根据多孔介质理论，新鲜的风流通过漏风点进入采空区，并向采空区的松散煤体扩散渗透。氧气进入采空区后，会在煤体表面形成吸附，在建立松散煤体氧浓度方程时，风流的运移只考虑扩散形式。依据能量平衡方程和质量平衡方程联合求解，采空区内松散煤体氧浓度方程[15]为

(4)

式中，n为介质孔隙率；W(O2)为采空区内松散煤体的耗氧速率，kg/(m3·s)；D为风流在松散煤体中的扩散系数，m2/s；Yi为氧气质量分数；ρfYi为组分i的质量浓度，kg/m3。

1.4 近距离煤层上覆采空区气体渗流控制方程

本研究视近距离煤层上覆采空区气体的流动为层流，符合达西定律：

(5)

式中，Vx、Vy、Vz分别为x、y、z方向的渗流速度，m/s；h为渗透流场压力，Pa；Kxx、Kyy、Kzz分别为x、y、z方向的渗流系数，m/s。

采空区内风压稳定，风流为不可压缩流体，忽略顶板对风流流向的影响，建立二维稳定渗流方程：

(6)

根据Blake-Kozeny公式，对采空区内部的渗透率和黏性阻力系数[16]估算为

(7)

(8)

式中，n为孔隙率；dm为平均粒径，m。

2 上覆采空区物理模型建立

采空区二维平面示意如图1所示，将进风巷道、回风巷道、采煤工作面和采空区内部简化为几何图形，工作面长度为130 m，宽度为10 m，高度为5 m；进回风巷长度为20 m，宽度为5 m，高度为3 m；下覆采空区长度为180 m，宽度为130 m，高度为15 m；上覆采空区长度为180 m，宽度为130 m，高度为5 m。

图1 采空区二维平面示意

利用Fluent软件建立三维立体模型，主要物理参数设置如表1所示。根据矿井实际状况，将上覆采空区模型进风口设置为风流速度入口，回风口设置为压力出口，采煤工作面及采空区内部设置为固壁，默认为无热量交换的介质，瓦斯气体不受温度影响产生运移，模型使用六边形进行网格划分，网格数量为126 444个，如图2所示。

表1 采空区模型基本参数

3 模拟结果及分析

3.1 孔隙率为0.2时不同进风速率下浓度场变化

当孔隙率为0.2，进风巷风速为2 m/s时，采空区的氧浓度分布如图3所示。由图可知，采空区浅部的氧浓度较高，沿着采空区的走向，氧浓度逐渐降低，距离工作面越远，氧浓度下降速率越快，距离进风巷工作面40～50 m的采空区氧气质量分数约8%～12%，更深入处氧气质量分数为0。沿着工作面的倾向，进风巷的氧浓度大于回风巷的氧浓度，且进风侧的散热带大于回风侧的散热带，随着倾向的距离增大，散热带的面积逐渐减小。工作面的漏风由煤层的孔隙进入上覆采空区，氧气从进风巷的一侧在采空区扩散，沿着工作面走向的方向，散热带的面积逐渐减小。

(a)z=0 m (b)z=20 m (c)沿y轴方向图3 孔隙率为0.2、风速为2 m/s时采空区的氧浓度分布

当孔隙率为0.2，进风巷风速为4 m/s时，采空区的氧浓度分布如图4所示。由图可知，在风压的作用下，靠近进风巷一侧的采空区散热带面积最大，相较于进风巷风速为2 m/s的采空区散热带面积明显增大；随着向采空区继续深入，氧浓度逐渐降低，在距离工作面70～90 m处的氧气质量分数降至8%～12%，距离工作面较远的采空区深处氧气质量分数降为0。沿着工作面的倾向，散热带的面积逐渐减小，由于风压涡旋的影响，散热带的宽度出现小幅变化；在回风巷道口，受压力出口的影响，氧化带的宽度出现小幅增大。上覆采空区散热带的面积由于进风巷风速的增大出现明显的增大，且沿着工作面的倾向，散热带的面积逐渐减小，在回风巷道约20 m处散热带的面积减小为0，氧化带的面积增大；在整个上覆采空区内，进风巷道一侧的散热带面积最大，若上覆采空区的遗煤出现高温火点，将大大增加上覆采空区的自燃性，对煤矿的生产安全造成威胁。

(a)z=0 m (b)z=20 m (c)沿y轴方向图4 孔隙率为0.2、风速为4 m/s时采空区的氧浓度分布

3.2 孔隙率为0.6时不同进风速率下浓度场变化

当孔隙率为0.6，进风巷风速为2 m/s时，采空区的氧浓度分布如图5所示。由图可知，氧浓度较高的区域主要在进风巷和工作面附近，在进风侧上隅角处的氧气质量分数最高，约21%；沿着采空区的走向，氧浓度逐渐降低，在50～60 m处的氧气质量分数降至8%～12%；随着向采空区继续深入，氧气质量分数逐渐下降为0。距离进风巷的进风口越远，沿着工作面的倾向，采空区散热带的宽度逐渐减小。工作面的氧气扩散到上覆采空区，上覆采空区的氧浓度沿着工作面的倾向逐渐降低，散热带的宽度逐渐减小，在回风巷一侧的上覆采空区氧气质量分数降至8%～12%，采空区深部的氧气质量分数几乎降为0。

(a)z=0 m (b)z=20 m (c)沿y轴方向图5 孔隙率为0.6、风速为2 m/s时采空区的氧浓度分布

当孔隙率为0.6，进风巷风速为4 m/s时，采空区的氧浓度分布如图6所示。由图可知，在进风巷一侧上隅角处及采空区浅部的氧气质量分数较高，约21%；沿着采空区的走向，氧浓度慢慢下降，在90～100 m处的氧气质量分数下降至12%；随着向采空区继续深入，氧气质量分数逐渐下降为0，CH4浓度相对较高。沿着工作面的倾向，氧浓度逐渐降低，散热带的宽度逐渐减小，在中间位置采空区的散热带宽度减小比较明显。上覆采空区在进风巷一侧的散热带面积较大，沿着上覆采空区的走向，氧浓度逐渐降低，采空区深处的氧气质量分数逐渐降为0。沿着工作面的倾向，散热带的宽度逐渐减小，氧浓度逐渐降低，在距离回风巷20 m处，氧浓度降低速率较快，主要是因为受到回风巷压力影响，回风侧的上隅角氧浓度较低，瓦斯含量较大。

(a)z=0 m (b)z=20 m (c)沿y轴方向图6 孔隙率为0.6、风速为4 m/s时采空区的氧浓度分布

3.3 模拟结果对比分析

通过图3和图4、图5和图6的对比分析可知，当孔隙率一定时，不同的风速对采空区的漏风强度影响较大。当风速增大时，漏风使采空区的扩散加速，采空区的散热带和氧化带的面积增大比较明显，由于近距离煤层之间的间距较小，受下部扰动的影响，上覆采空区遗煤易发生二次氧化，且氧化效率较高，在上覆采空区局部出现快速升温，形成高温易燃火点，自燃发火严重，危险性更大。当风速增大时，在回风巷附近的氧浓度降低速率较快，瓦斯气体在上隅角的聚集量也会增大，对工作面机械设备的防爆性能要求较高，在瓦斯抽采过程中，回风巷道上隅角的抽采面积和抽采量都应加大。

通过图3和图5、图4和图6的对比分析可知，当采空区进风巷的风速不变时，孔隙率越小，流入采空区多孔介质的气体扩散越小，氧浓度较高的区域主要在进风巷和近距离采空区，气体通过孔隙进入上覆采空区的量较小，主要存在于工作面上方的采空区。当孔隙率增大时，流入采空区多孔介质的气体扩散略微增大，散热带和氧化带的面积也随之增大。气体通过孔隙进入上覆采空区，进风侧的气体量大于回风侧的气体量，且孔隙率越大，进风侧上覆采空区的散热带和氧化带的面积越大，上覆采空区的自燃发火的几率越大。

4 结论

(1)当采空区内部的孔隙率不变时，漏风的风速越大，对下覆采空区及上覆采空区浅部的瓦斯浓度降低作用相对较大，回风巷道上隅角的瓦斯浓度会增大，对采空区深部的影响不大。

(2)气体通过孔隙扩散至上覆采空区，造成遗煤的二次氧化，易形成高温点，当进风巷入口风速增大时，氧气在采空区内扩散面积逐渐增大，煤自燃的倾向性几率增大，因此进风侧的上覆采空区为火灾预防的重点部位。

(3)当孔隙率增大时，采空区的漏风强度会增大，散热带和氧化带的位置和面积也随之变化，但孔隙率的变化对上覆采空区的影响小于风速的变化对其的影响。