采空区自然火灾预防与控制研究

采空区自然火灾预防与控制研究

采空区的自然喷发是严重威胁煤矿安全生产的严重危害之一。多年来,国内外学者围绕采空区遗煤自燃的发生机理及防治手段进行了大量研究,提出了一系列重要理论,如煤氧复合理论、煤自由基反应理论、煤自燃量子化学理论、采空区自燃“三带”理论、煤层自燃胶体防灭火理论以及煤炭自燃防治的三相泡沫理论等。其中,以煤氧复合理论最为基础,它阐述了采空区遗煤发生自燃的根本原因,认为破碎煤体的内表面与空气中的O2先后发生物理吸附、化学吸附和化学反应,每个阶段都会释放热量,如果这些热量不能及时散发,则会造成热量积聚,致使煤体温度升高,煤温的升高会使煤氧化反应速率加速,从而产生出更多的热量,不断地自加速过程使煤体的温度持续升高,最后达到着火温度使煤自燃发生。采空区自燃“三带”则是一系列采空区自燃防治措施的理论基础,采空区可依次划分为散热带、自燃带和窒息带,其中散热带内的冒落煤岩处于自由堆积状态,孔隙大、漏风大,遗煤氧化生成的热量不易积聚,故不能发生自燃;自燃带中的冒落煤岩被部分压实,孔隙较小,漏风也较小,蓄热条件较好,可能会发生自燃;窒息带远离工作面,其内部的冒落煤岩被压实,孔隙很小,几乎不存在漏风,造成氧浓度非常低,以至于遗煤不再氧化放热,故不会发生自燃。事实上,采空区自然发火是能量积聚与迁移相互作用的结果,故可以从能量变化角度研究采空区自燃。为此,本文以前述两个理论为基础,在采空区移动坐标下,根据能量守恒原理提出采空区自然发火的能量迁移理论,建立采空区能量平衡方程,以实现对采空区最高温度与工作面最小安全推进速度的预判,为采空区自然发火的预测预防提供理论参考。1工作面的移动随着采煤工作面生产的进行,回采工作面不断向前推进,采空区范围也不断扩大,针对这一特点,建立移动坐标系。如图1所示,以移动的采煤工作面进风口为原点(O),沿工作面长度方向(采空区的Γ1边界)为y轴,沿采空区纵深方向为x轴。如此,坐标系随采煤工作面的向前推进而移动。由于采空区窒息带内的漏风风速几乎为0,氧浓度很低,遗煤不再氧化放热,因此可取距工作面一定深度与高度内的采空区作为研究区域,深度指自燃带与窒息带的分界线(Γ4边界),高度指不再发生热传递的煤岩垮落高度。移架后冒落的矸石在这个区域内是移动的,不断地从Γ1边界流入,从Γ4边界流出。尽管工作面的移架、放顶是间续进行的,但从宏观的时间角度来看,由于正常开采过程中工作面的日进刀数相对固定,因此可近似将工作面的移动速度看作是一个固定常数。移动坐标下,采空区冒落矸石的相对向后移动对采空区温度的变化产生了至关重要的影响。从Γ1边界流入的冒落矸石温度接近于原始岩温,移动过程中这些矸石受氧化放热的作用,其温度缓慢上升,在进入窒息带前一瞬间达到最高温度,之后温度缓慢下降。这样由于采空区冒落矸石的相对移动而造成低温矸石不断流入、高温矸石不断流出,使得研究区域内的热量不断减少,从而使得这部分采空区持续稳定受热但整体温度却不升高。当然,空气的流动也同样会带走一部分热量。总之,在移动坐标系下,遗煤氧化产生的热量主要被两种介质分别带走:(1)移动的固体矸石;(2)流动的空气。2注氮对采空区总漏风量的影响移动坐标系下,当工作面匀速推进,生产地质条件和通风条件不变且坐标系内各处温度保持不变时,由能量守恒原理可知,单位时间内采空区遗煤氧化产生的总热量Q0等于采空区冒落煤岩的流入和流出而净带走的热量Q1、采空区漏风带走的热量Q2以及采空区向周围煤岩传递的热量Q3之和,这就是采空区自然发火的能量迁移理论。研究人员对采空区的数值模拟计算证实了Q3相对其他两项很小,可以忽略。因此,可建立采空区能量平衡方程,即式中,k0为采空区的氧气消耗系数,研究表明有自燃危险的采空区内k0为0.5~0.6,注氮后会减小;q为1molO2与煤反应所释放的热量,J/mol;QL为采空区漏风量,m3/s,1m3空气中O2含量约为9.375mol;CN为漏风的氮气浓度,取79%;k1为采空区温度不均衡系数,为采空区平均温度与最高温度之比;v0为工作面推进速度,m/s,此处不为0;h为不再发生热传递的煤岩垮落高度,m;l为工作面长度,m;ρs为冒落煤岩的密度,kg/m3;Cs为冒落煤岩的比热,J/(kg·K);tc为采空区冒落煤岩的最高温度,℃;t0为原始岩温,℃;ρg为空气密度,kg/m3;Cg为空气的比热,J/(kg·K);t1,t2为进、回风温度,℃。采空区注氮通常不会影响采空区的总漏风量。假定采空区的漏风总量不变,也就是注氮前的采空区漏风总量等于注氮量及注氮后的采空区漏风量之和。因此,注氮后采空区内产生的总热量Q0为其中,MN为注氮量,m3/s;CL为注氮浓度,%。可见,当MN和CL提高时,采空区氧化放热量将会减少。3采空区的最高温度3.1预测的理论模型采空区条件复杂,目前还不能对其内部的气体浓度、岩石温度进行有效地检测、监测,而采空区自燃的相似模拟实验也还有许多问题有待解决。因此,数值模拟方法成为预测采空区高温区域及最高温度、预报自燃程度的重要手段。国内外学者基于有限单元法、有限体积法自主开发了采空区自然发火仿真软件,还有学者在Fluent,Matlab等大型商业软件的基础上进行二次开发,也实现了采空区自燃的数值模拟。但这些模拟的结果差异很大,即便是对同一采空区的模拟,其最高温度的结果也不尽一致。为判断模拟结果是否准确,本文根据采空区能量平衡方程推导出注氮前后的采空区最高温度预判方程(式(6),(7)),在理论上实现了对采空区最高温度的预测。实际上,采空区最高温度还受遗煤堆积形态与破碎粒度、采空区漏风隔离设施强度、采空区积水、瓦斯涌出量、工作面通风方式及不同煤种遗煤氧化特性等因素的影响。但为便于建模,忽略了这些影响,只从能量变化的角度建立采空区最高温度预测方程。其中,tcN为注氮后的采空区最高温度,℃。由式(6)可知,增大推进速度v0或减小漏风量QL都能降低采空区的最高温度。而漏风量控制的关键是控制住工作面风量。因为工作面风量越大,工作面两端的压差越大,采空区漏风量也越大。式(7)表明,采空区最高温度随注氮量MN和注氮浓度CL的提高而降低。通常情况下,煤氧化反应的产物可能为CO,也可能为CO2。对取自河东煤矿和同忻煤矿的煤样分别进行了升温氧化实验。图2为不同温度下煤样罐出口的CO与CO2体积分数。可以看出,煤低温氧化过程中,CO的生成量远小于CO2,其生成热也相对较小。因此,可认为煤氧化反应的产物全部为CO2,这样既简化了问题,也接近于实际情况。故1molO2与遗煤的反应生成热表示为式中,(h0298)1为1标准大气压、298K下的CO2的标准生成热,为393510J/mol;C1为CO2的定压比热容,J/(g·K);M1为CO或CO2的摩尔质量,g/mol;t25为基准温度25℃。将式(8)代入式(6),(7)得式中,A=k1v0hlρsCs;B=k0QL(1-CN)C1M1;C=3.2工作面各类措施对采空区最高温度的影响某煤矿10号煤层自开采以来,一直面临着采空区自燃火灾危险。其根本原因是10号煤层之上均厚为1.3m的9号煤层由于现阶段开采水平的局限没能开采而整体被遗留在采空区,导致采空区存在大量遗煤。以该煤层31005工作面采空区为例进行分析,取h=7m,ρs=2600kg/m3,Cs=956J/(kg·K),l=190m,t0,t1,t2分别为23.1,20.5,25.2℃,注氮前k0=0.58,注氮后k0=0.50,k1=0.86。对31005工作面在不同工作面风量下的采空区漏风量进行了数值模拟,结果如图3所示。拟合得到工作面风量与漏风量的关系,即其中,Qg为工作面风量,m3/min。该工作面现场实测供风量为660m3/min时的漏风总量约为2.3m3/s,式(11)的计算结果为2.2m3/s,故认为式(11)能较准确地反映该工作面的漏风情况。将31005工作面及采空区各参数代入式(9),(10),得出推进速度、工作面风量以及注氮量等因素对采空区最高温度的影响规律,结果如图4所示。图4(a),(b)的注氮量为2000m3/h,氮气浓度为98%。加快工作面推进速度、减小工作面风量以及采空区注氮都能有效抑制采空区最高温度的升高。加快推进速度会使冒落煤岩以更快的速度进入到窒息带,从而缩短了其氧化放热的时间;减小工作面风量会减少采空区漏风,从而减小了漏入的氧气总量;注氮能减小工作面漏风、降低采空区氧浓度,从而抑制煤氧化放热反应。虽然这3种防火措施的作用机理有所不同,但都能达到抑制冒落煤岩温度升高、降低采空区自然发火危险性的目的。然而随着推进速度的增大,注氮前后采空区最高温度的差距越来越小,说明加快工作面推进后,注氮对采空区防火的影响在减弱。说明对于赋存条件较好的煤层,当推进速度与工作面风量选择得合适,就能避免其开采过程中发生严重的采空区自燃火灾事故。此外,多种措施综合使用能取得更好的防火效果,如该工作面风量450m3/min,注氮量2000m3/h时,不同推进速度下的采空区最高温度都保持在较低水平,几乎呈水平直线变化。图4(c),(d)为注氮量对采空区最高温度的影响。在工作面风量或推进速度一定时,随着注氮量的增大,采空区最高温度都近似呈直线下降。不同的是,当风量一定时,推进速度越大,直线的斜率越小,即随着推进速度的增大,注氮量对采空区最高温度的影响越来越小;而当推进速度一定时,不同风量下的直线斜率相近,表明在不同风量下增大注氮均能有效降低采空区最高温度。4自加速阶段煤的岩压注氮安全推进速度计算以上研究说明加快推进速度能显著降低采空区自然发火危险。相关研究也表明,工作面存在一个最小的安全推进速度,只要推进速度持续大于该值时,采空区内冒落煤岩的温度始终小于遗煤自燃临界温度,从而避免遗煤的氧化放热反应进入到自加速阶段,达到预防采空区自燃火灾的目的。因此,将煤的自燃临界温度与采空区能量平衡方程相结合,得到式(12),(13),并计算得出不同风量及注氮量下的最小安全推进速度(图5)。其中,v0N为注氮后的最小安全推进速度,m/s;Tc为煤的自燃临界温度值,℃。升温氧化实验表明31005工作面煤样的自燃临界温度值为70℃。从图5可以看出,工作面最小安全推进速度随工作面风量的增大而增大,随注氮量的增大而减小。对于实际工作面,可以通过减小供风量或增大注氮量来降低最小安全推进速度,这样可以使现场的防火推进速度范围更大,在一些特殊时期,如过断层期间,也能在一定程度上预防采空区自燃火灾。5建立采空区能量平衡方程