切顶沿空留巷U+L型通风采场煤自燃风险判定研究

李宗翔,李宇航,胡东杰

(1. 辽宁工程技术大学 安全科学与工程学院,辽宁 阜新 123000; 2. 辽宁工程技术大学 矿山热动力灾害与防治教育部重点实验室,辽宁 阜新 123000)

0 引言

煤矿采空区自燃严重制约着企业安全且高效生产工作的进行[1-3],对此国内外学者们在煤自燃机理以及氧体积分数对采空区自燃的影响等方面进行了大量的研究。ITAY等[4]研究了煤的氧化机理,提出了煤的低温氧化反应是空气从氧化层的扩散控制过程中的新理论,邓军等[5]通过结合实验测定煤自燃特性参数,并通过现场观测,分析判定出采空区自燃危险区域、在保障综放面安全前提下的最小推进速度。时国庆[6]从研究三相泡沫基本流变特征入手,重点对三相泡沫在采空区的流动特性进行了较系统的研究,最终使三相泡沫的防灭火效率得到了充分发挥。陈晓坤等[7]结合煤自燃发火试验结果和现场观测数据,确定了自燃“三带”的范围及工作面最小推进速度。齐庆杰等[8]运用Comsol软件研究工作面不同供风量时采空区自燃带随回采时间的动态变化得到工作面供风量与自燃带宽度的拟合曲线。聂士斌等[9]研究了A-B/WG复合凝胶的防灭火性能,得到该复合凝胶不但能有效抑制煤的燃烧,而且能够防止煤的复燃。

与传统U型通风采空区流场相比,运用110工法开采形成复杂的U+L型通风采空区流场,煤的自燃危险性判定更为复杂,这种典型的U+L型通风采空区自燃模式是采空区安全理论研究的热点问题。鉴于此,笔者以棋盘井东区11101首采工作面为工程背景开展研究。

棋盘井煤矿东区11101工作面长度240 m,总推进长度为2000 m,沿空留巷规格高为3 m、宽为4 m。回采范围内平均煤厚约为3 m,采用长壁式智能综合机械化采煤法,一次采全高采煤工艺,工作面日推进速度4 m。工作面采用U+L型通风系统,运输顺槽进风,尾部进风巷为切顶沿空留巷通风。

根据重庆研究院的《矿井瓦斯涌出量预测及瓦斯等级评价报告》和《煤自燃倾向性鉴定报告》结果:矿井最大相对瓦斯涌出量为4.01 m3/t,最大绝对瓦斯涌出量为10.31 m3/min,为低瓦斯矿井;9-1层煤自燃倾向性等级为II级,属自燃煤层,11101工作面所在煤层最短自然发火期为66 d。

1 棋盘井煤矿东区煤样的耗氧特征

煤炭氧化自燃理论认为漏风风流中的氧气是煤炭自燃的决定性因素,因此,利用氧气体积分数来划分采空区氧化自燃“三带”是可靠的[10-11]。实验是在封闭的环境中进行的,气泵连接着煤样罐使罐内空气与煤样进行充分的接触,实验温度为23℃。其中,工作面巷道布置如图1所示,随着煤氧化耗氧,氧体积分数逐渐减小,最后在15.06%趋于平缓,说明在此氧气条件下,煤耗氧很弱(不耗氧),取15%作为棋盘井矿采空区窒熄临界氧气体积分数值[12],如图2所示。基于此实验得到棋盘井煤样进行封闭条件下的耗氧特性。

图1 首采11101工作面布置及边界Fig. 1 The first 11101 working surface layout and boundary

图2 棋盘井矿9-1煤样封闭耗氧实验结果Fig. 2 Results of closed oxygen consumption experiment of 9-1 coal sample in Checkerboard Well Mine

(1)

若将实验中氧体积分数变化按负指数函数回归,其衰减率λc= -6.59273×10-4,回归相关系数为0.99787。

氧气体积分数为C0时的煤样罐的体积耗氧速度常数,为:

γ0= -0.4464λc(C0-Cb)

(2)

式中γ0为初始(或标准条件下)煤样罐的体积耗氧速度常数。

通过以上实验得到窒熄临界氧气体积分数Cb=15.06%、煤的体积耗氧速度常数γ0= 6.59273×10-4mol/(m3·s)。以上数据作为灾害评价指标值和仿真研究的基础物理参数。

2 现场实测工作及漏风规律烟雾实验

2.1 边界风量和两端压差(通风阻力)实测

为了获得工作面两端压差,2021年10月11日同时进行了工作面和沿空留巷的风量及通风阻力测试。测算得到11101工作面2-3(图1中标示点2,3间)两端压差为52 Pa,实测600 m切顶沿空留巷1-2段的通风阻力为70 Pa。测得 11101工作面进风巷风量为1504.8 m3/min,尾部进风巷的风量为680.36 m3/min。

为获得采场边界漏风,现场实测了工作面和沿空留巷风量变化。根据实测得到的数据,绘制如图3所示的沿程风量变化曲线图。

图3 采空区边界沿程风量变化曲线Fig. 3 Goaf boundary variation curves along the path

图3中观测数据是实测值,波动大的原因为:受液压支架变化和采煤机及其他设备、煤堆积等占居空间,使得工作面有效断面变化很大,风速测定值不稳定、变化大,风量是按平均断面乘以风速计算的,但变化趋势符合实际一般规律。

2.2 采场漏风边界条件现场测定分析

图3(a)中横轴坐标从0～240 m表示工作面2-3边界从进风端口到回风端口,红线是对各测点风量的拟合曲线。可以看出11101工作面风量从进风端到回风端是不断增加的,原因是沿空留巷漏风流经过采空区都回流到工作面,使风量越来越大。风量的变化趋势符合实际沿空留巷漏风的规律。

同样地,在沿空留巷内测量该巷道内沿程的风量,图3(b)中横轴表示沿空留巷边界1-2从工作面位置到开切眼的位置。从图3(b)中可以看出,沿空留巷的漏风主要集中在开切眼附近和靠近工作面的200 m左右的范围内,符合实际情况,可以作为CFD仿真的漏风分布使用。

根据图3工作面和沿空留巷实测的沿程风量的变化趋势绘制了沿空留巷首采面采空区的漏风风流轨迹图,如图4所示。

2.3 U+L型通风采空区流场规律的烟雾实验

为了直观了解沿空留巷采空区的风流移动规律,搭建了110工法沿空留巷采空区风流移动的烟雾实验平台。根据现场测定的巷道尺寸,以1∶400的比例建立实验模型,图5是首采11101工作面采空区风流移动的烟雾实验的照片,对应工作面推进900 m的位置,在实验烟雾的初始阶段,白色的烟雾越白,烟雾越浓,说明流场风流的流动强度越大。相似模拟实验对采空区漏风流场进行了定性分析,为了对采空区漏风流场进行定量分析,即进行了CFD仿真。

2.4 首采11101采空区气体现场观测与数据整理

根据束管实测,首采11101工作面采空区氧体积分数降低至18%以下,高于10%时,对氧体积分数与采样头埋深进行曲线拟合。将氧体积分数呈下降趋势的部分数据进行线性拟合,求出氧体积分数为15%时回风侧采样头距工作面的距离,求出回风侧氧体积分数为10%时距工作面的距离。

假设氧体积分数下降趋势近似呈线性关系,那么通过线性回归分析,得到采空区束管实测氧体积分数值与距离工作面位置的关系,

Li= 756-36.8Ci

(3)

式中:Ci为采空区氧体积分数值(%);Li为距离工作面位置(m)。回归相关系数为0.9278,比较显著。

从图6中得到,回风侧氧体积分数为15%时的地点与工作面的距离Li=204 m。由此推算,回风侧的氧体积分数为10%时的地点与工作面的距离Li=388 m。CFD仿真中的氧体积分数分布场要与图6中实测的氧体积分数分布场吻合。

图6 首采11101工作面回风侧采空区气体现场观测结果Fig. 6 Observations of gas in the goaf area on the return air side of the first mining 11101 working surface

3 切顶沿空留巷采空区流场煤自燃规律仿真

3.1 采空区CFD计算的仿真剖分模型

CFD仿真采空区漏风流场的第一步是建立采场仿真数值模型,9-1煤层11101首采工作面采空区CFD计算模型,如图7所示。运用Fuent软件求解。

图7 棋盘井11101采空区模型图Fig. 7 Checkerboard Well 11101 goaf model

3.2 切顶沿空留巷采场风流移动规律仿真

为了考察11101工作面在不同推进位置上采空区内风流的变化,根据矿井实测的巷道尺寸建立了工作面推进位置分别为400、800、1200 m的3组仿真模型。在各组模拟结果中取流场高度为0.5 m的层面做显示切片,得到如图8所示的实际观测的采空区氧气体积分数大于15%的分布结果图。图8中的空白区为自燃氧化窒熄区。从图8中看出,U+L型采空区内存在自燃的危险地点可分为开切眼附近、靠近沿空留巷的5～10 m内和工作面后方等3个重点区。

图8 工作面不同推进位置时采空区自燃危险区划分及氧体积分数分布Fig. 8 Division of the goaf spontaneous combustion hazard zone and oxygen concentration distribution when the working surface is differently propelled

对比图4和图5,图8中400、800、1200 m仿真模型模拟得出的氧气流场分布与实测的漏风规律、烟雾模拟的流场分布规律一致,三者相互验证,由此确定棋盘井矿沿空留巷首采空区漏风规律。

3.3 沿空留巷U+L采空区注氮气流场惰化仿真

沿空留巷进风端漏风会持续影响首采面开切眼附近的采空区,极容易导致该区域煤自燃。模拟注氮气后,去除沿空留巷进风端(靠近开切眼的一端)的氧分布,既能消除安全隐患,笔者也可以参照U型通风使用氧体积分数法确定切顶沿空留巷采场自燃三带的划分,因此,提出了在沿空留巷进风端注氮气的防灭火措施,并用CFD流体仿真软件对其效果进行了验证。根据U+L型通风流场特征,注氮口位置设在尾巷漏入风口处,如图7所示,对提出的注氮措施的仿真只是用来验证其在降低沿空留巷首采面采空区自燃危险区域分布的可行性,故对注氮的工艺不做介绍,为了探究自燃危险区域的动态变化和防止开切眼附近遗煤自燃,故注氮口不随工作面的推进而发生变化。根据MT/T701—1997《煤矿用氮气防灭火技术规范》中的相关公式计算得出注氮流量21 m3/min,如图9所示,给出注氮后采空区0.5 m高度上的自燃危险区域分布的切片云图。

图9 采取注氮措施后采空区危险区域分布Fig. 9 Distribution of hazard areas in goaf after nitrogen injection measures

4 U+L型通风采空区的自燃危险性判定

对比图8～图9,开切眼附近高氧体积分数区在尾巷注氮的防灭火措施后消失,但靠近沿空留巷一小部分区域氧气体积分数依旧很高,所在区域不宽,可采取加大喷洒阻化剂、注浆注凝胶堵漏等措施得以有效控制,因此遗煤自燃分析可不考虑该区域。在这个前提下采空区自燃分析可按U型通风采空区自燃三带划分方法来解释。从图9可以看出,不同推进位置的自燃三带宽度变化不大,因此,选取工作面推进800 m时进行自燃危险性分析。

从图8的CFD仿真结果看,沿空留巷U+L型通风工作面后方采空区仍然符合采空区耗氧非均匀性原理,进风侧氧体积分数分布大于回风侧。

如图10所示,从仿真图中看出,在工作面后方进风侧15%氧体积分数距离工作面为101 m,从重庆研究院得到工作面后方冷却带的宽度为21 m,这里沿空巷冷却带宽度按15 m计算。则工作面后方自燃氧化带最大宽度Lm=101-21 =80 m。由此得到采空区自燃危险性的判别条件,

图10 工作面后方自燃氧化带及尺度的确定Fig. 10 Determination of the spontaneous combustion oxidation zone and scale behind the working surface

(4)

当满足式(4)判别条件时,采空区是安全的。否则,存在危险性,即自燃风险性大。

由此进一步得到9-1煤工作面的最低安全推进度,即自燃危险临界推进度为:

(5)

显然,按目前的工作面日推进度3.6～4.0 m/d,采空区不会自燃。当工作面遇到断层等地质构造破碎带时,采空区煤层的遗留量大大增加,存在自燃风险。该值为自燃防控提供科学指导。

5 结论

1)运用封闭耗氧实验得到棋盘井煤矿9-1#层的煤样的氧化特性、煤样体积耗氧速度,确定出窒息的临界氧体积分数为15%,为评价采空区自燃危险提供依据。

2)通过11101工作面和沿空留巷中的沿程风量的实测、采空区风流移动的烟雾实验、采空区流场CFD仿真,得到了采空区漏风规律。通过11101工作面采空区气体成分的束管现场实测。测沿空留巷采空区回风侧15%氧体积分数距离工作面204 m。

3)提出在尾巷注氮沿空留巷注浆措施,将U+L型通风采空区自燃模式转化为U型通风采空区自燃模式的危险性判定。指出切顶沿空留巷采场自燃危险区任然在工作面后方自然氧化带内。根据采空区自燃三带理论,得到最低安全推进度1.2 m/d,在工作面推进度3.6～4.0 m/d,采空区内不会发生自燃。