左秋玲，李景山

(1.河南工程學(xué)院 安全工程學(xué)院，河南 鄭州 451191；2.鐵道警察學(xué)院 治安學(xué)系，河南 鄭州 450053)

隨著礦井開采深度的增加，回采面會突然涌出大量瓦斯，上隅角和回風(fēng)流中出現(xiàn)的瓦斯超限都是導(dǎo)致瓦斯事故頻發(fā)的常見因素。大多礦井采用加大風(fēng)量的方法來稀釋瓦斯，但這樣會增加工作面兩端的壓差，在一定程度上增加了采空區(qū)的漏風(fēng)，使得易自燃煤層采空區(qū)的破碎煤體更易自燃。

國內(nèi)外學(xué)者針對煤礦采空區(qū)的自燃做了大量的研究，主要集中在以下幾個方面：采空區(qū)煤自燃的實驗研究[1-8]、自燃機制[9-13]、采空區(qū)自燃的各種數(shù)值模擬與分析[14]和煤自燃風(fēng)險分析[15-16]。目前在漏風(fēng)量對煤氧化影響的實驗方面，漏風(fēng)量均采用均勻漏風(fēng)，按一定的梯度逐步增加，且漏風(fēng)通道只有一處，無法滿足采空區(qū)漏風(fēng)通道的實驗要求?；谏鲜龇治?，不同漏風(fēng)量對深部礦井易燃煤層采空區(qū)遺煤自燃的影響亟須研究。本研究基于九宮格原理，設(shè)計了采空區(qū)的3種漏風(fēng)通道和空氣流量，開展易自燃煤層采空區(qū)煤自燃升溫氧化實驗，研究不同空氣流量下采空區(qū)遺煤的升溫氧化過程及規(guī)律，得出不同漏風(fēng)量對采空區(qū)煤自燃的影響程度。

1 實驗系統(tǒng)設(shè)計

1.1 實驗煤樣的制備

本實驗煤樣取自河南省永錦能源公司云蓋山煤礦一礦(以下簡稱“云煤一礦”)。云煤一礦位于河南省許昌市禹州市磨街鄉(xiāng)佛山村，被評測為高瓦斯礦井。實驗前對煤樣進行處理，采用網(wǎng)篩對煤樣進行篩選，煤樣參數(shù)如表1所示。

表1 實驗煤樣參數(shù)Tab.1 Parameters of experimental coal sample

1.2 實驗系統(tǒng)元件參數(shù)

實驗所用元件及其參數(shù)如下：采空區(qū)煤自燃實驗系統(tǒng)(15 cm×15 cm×10 cm)、三腳燃燒臺(h=15 cm)、石棉網(wǎng)(d=20 cm)、帶微孔的封閉罩(16 cm×16 cm×5 cm) 、熱電偶(3個)、CO氣體濃度檢測儀(1個)、供風(fēng)裝置(1個)。實驗系統(tǒng)示意圖見圖1。

1.3 實驗流程

(1)將實驗煤樣堆成15 cm×15 cm×8 cm的長方體，然后在長方體煤樣內(nèi)部沿中性面每隔2 cm設(shè)置一個測溫探頭，自下至上依次記為A、B、C，在煤樣內(nèi)均勻分布，以準(zhǔn)確掌握實驗過程中煤樣各點溫度變化。測溫探頭位置如圖2所示。

圖1 實驗系統(tǒng)示意圖Fig.1 Schematic diagram of experimental system

圖2 測溫點分布情況Fig.2 Distribution of temperature measurement points

(2)用帶微孔的密封罩將采空區(qū)煤自燃實驗臺封閉，微孔按照九宮格設(shè)置，每小格設(shè)置3個微孔進行供風(fēng)。

(3)對煤樣進行間接加熱，打開風(fēng)扇對微孔進行供風(fēng)，模擬3種漏風(fēng)情況，測試其內(nèi)部溫度和CO濃度的變化。

(4)煤樣下部A點溫度升高至自燃點80 ℃時，停止外部供熱。

(5)記錄1 h內(nèi)每1 s實驗煤樣溫度、CO濃度和O2濃度的變化，每組數(shù)據(jù)4 000個，處理數(shù)據(jù)時每隔100 s選取一個，共40組。

圖3 密閉罩微孔九宮格分布情況Fig.3 Sudoku distribution of micro-hole in airtight cover

2 基于九宮格原理的漏風(fēng)通道設(shè)計

由上述實驗流程可知，需要通過逐步改變封閉罩的微孔分布來改變漏風(fēng)量，故將微孔密閉罩按照九宮格劃分，具體見圖3。選取3個區(qū)域模擬不同漏風(fēng)通道：區(qū)域一(4—5—6)，區(qū)域二(1—3—5—7—9)，區(qū)域三(1—2—3—4—5—6—7—8—9)。使用風(fēng)速計測得每個小格的平均風(fēng)速，然后推算出各區(qū)域的平均風(fēng)速，結(jié)果如表2所示。

表2 模擬漏風(fēng)通道下斷面風(fēng)速Tab.2 Simulation wind velocity of cross-section under air leakage passage m/s

微孔密閉罩的微孔直徑為2 mm，平均每小格分布3個微孔，則每小格的漏風(fēng)面積

S=3.14×r2×3=9.42×10-6m2。

(1)

模擬漏風(fēng)條件時漏風(fēng)量的計算公式如下：

qV=V·S，

(2)

式中：qV為漏風(fēng)量，m3/s；v為通過斷面的平均風(fēng)速，m/s；S為斷面的面積，m2。

實驗時通過打開微孔密閉罩不同數(shù)量的區(qū)域來改變漏風(fēng)量，漏風(fēng)量如表3所示。

表3 漏風(fēng)量Tab.3 Air leakage rate

3 結(jié)果與分析

研究漏風(fēng)量與煤自燃特性的變化特征需要從耗氧速率VO2(T)和放熱強度q兩個方面入手。

3.1 耗氧速率

采用兩種方式計算耗氧速率。一種是

(3)

式中：qV為漏風(fēng)通道的漏風(fēng)量，10-6m3/s；φ1為進口處氧氣體積分?jǐn)?shù)，常取20.9%；φ2為出口處氧氣體積分?jǐn)?shù)，%；L為實驗采空區(qū)腔體的內(nèi)部高度，cm；S為實驗采空區(qū)橫截面積，cm2；n為實驗煤樣空隙率，取0.45。代入實驗數(shù)據(jù)，得到不同漏風(fēng)量下煤樣的耗氧速率與煤溫的變化規(guī)律。不同漏風(fēng)量下耗氧速率變化曲線1見圖4。

由圖4可以得出：(1)耗氧速率與漏風(fēng)量存在類似的關(guān)系，有3次較為明顯的峰值。第一次峰值出現(xiàn)在48 ℃左右，在實驗腔體內(nèi)煤氧化的初始階段，生成的熱量要小于其向外界放出的熱量。第二次峰值出現(xiàn)在75 ℃左右，這時候?qū)嶒灻簶踊具M入氧化的第二個階段——自燃階段，可以看出耗氧速度的變化量比較明顯，但隨著采空區(qū)漏風(fēng)量的影響，實驗煤樣并沒有直接進入第三階段——燃燒，而是呈現(xiàn)下降的趨勢。這是因為進入的空氣流量會降低實驗腔體內(nèi)的溫度，但由于煤的氧化放熱占據(jù)主導(dǎo)位置，所以使得第三次峰值出現(xiàn)在105 ℃左右，實驗煤樣開始燃燒，隨著煤樣的消耗，對外界的放熱又占據(jù)主導(dǎo)地位，故耗氧速率開始急劇下降。(2)小空氣流量下，峰值的變化較平緩且3次峰值下的溫度均最低，但和其他空氣流量相比，峰值出現(xiàn)的溫度均變化不大，說明空氣流量的變化對耗氧速率峰值波動的影響不明顯。(3)不同空氣流量下，3次耗氧速率的峰值均與空氣流量密切相關(guān)，空氣流量越大，耗氧速率峰值越高且峰值差也越來越大。因為空氣流量大，說明供氧充分，更利于實驗煤樣的氧化。

另一種是徐精彩[17]的公式：

(4)

由圖5可以得出：(1)利用第二種方法計算出的耗氧速率與漏風(fēng)量的關(guān)系與圖4類似，同樣有3個峰值出現(xiàn)。(2)大空氣流量下，耗氧速率的3次峰值均高于用第一種方法計算出的耗氧速率，這說明空隙率對煤樣自燃的影響比較明顯，不可忽略。在空氣流量為165.8×10-6cm3/s和295.8×10-6cm3/s時，耗氧速率的3次峰值均比用第一種方法計算出的值要小得多，但當(dāng)空氣流量為97.78×10-6cm3/s時，耗氧速率峰值的差別不大，這說明當(dāng)空氣流量比較小時，對實驗腔體內(nèi)煤樣的自燃影響不大。

圖4 不同漏風(fēng)量下耗氧速率變化曲線1Fig.4 The change curve 1 of oxygen consumption rate under different air leakage rates

圖5 不同漏風(fēng)量下耗氧速率變化曲線2Fig.5 Change curve 2 of oxygen consumption rate under different air leakage rates

3.2 放熱強度

煤在低溫階段，其煤氧復(fù)合升溫比較緩慢，產(chǎn)生的熱量q0很小。放熱強度q0(T)的計算方法有兩種：熱平衡法q0(T)和鍵能估算法(qmin(T)，qmax(T))。這兩種方法所推導(dǎo)出的氧化放熱強度q0(T)的關(guān)系為qmin(T)

假定本實驗腔體內(nèi)流經(jīng)堆積煤體的Tair=Tcoal，風(fēng)流沿縱軸流動，在忽略其他熱量交換的前提下，煤氧化過程中的熱量交換只考慮煤的氧化放熱、腔體壁面?zhèn)鲗?dǎo)散熱和腔體內(nèi)流經(jīng)風(fēng)流的對流散熱，實驗腔體內(nèi)熱量場交換見圖6。

實驗腔體中心處的熱平衡方程[18]如下：

(5)

(6)

ce=ncg+(1-n)cm，

(7)

ρe=nρg+(1-n)ρm，

(8)

低溫氧化階段，煤的氧化放熱強度q(T)與氧氣體積分?jǐn)?shù)φ成正比，其標(biāo)準(zhǔn)氧氣體積分?jǐn)?shù)下的氧化放熱強度

q0(T)=(φ0/φ1)q(T)。

(9)

實驗煤樣放熱強度變化見圖7。由圖7可以得出：(1)當(dāng)溫度達到80 ℃左右時，利用熱平衡法計算出的放熱強度與溫度呈現(xiàn)指數(shù)變化的關(guān)系；(2)80 ℃之前，煤樣的放熱并不多，放熱強度幾乎沒有變化，這說明在此之前，煤樣均處于積累熱量與放出熱量互相博弈的階段；(3)80 ℃之后，實驗煤樣的放熱強度呈現(xiàn)指數(shù)變化，生成的熱量占據(jù)主導(dǎo)地位，遠遠大于與外界的熱交換，放熱強度急劇升高。

圖6 實驗腔體熱量交換關(guān)系Fig.6 Heat exchange diagram of experimental chamber

圖7 實驗煤樣放熱強度變化Fig.7 Variation diagram of exothermic intensity of experimental coal sample

4 結(jié)論

(1)模擬漏風(fēng)通道的設(shè)計和風(fēng)速的確定。逐步改變封閉罩的微孔分布以改變漏風(fēng)量，密閉罩微孔按照九宮格劃分，選取3個區(qū)域作為模擬漏風(fēng)通道，根據(jù)每個小格的平均風(fēng)速推算出實驗區(qū)域的平均風(fēng)速。

(2)比較了目前使用的兩種耗氧速率計算方法?？紤]煤樣空隙率，耗氧速率有3次較為明顯的峰值，第一次峰值出現(xiàn)在48 ℃左右，第二次峰值出現(xiàn)在75 ℃左右，第三次峰值出現(xiàn)在105 ℃左右；小空氣流量下，峰值的變化較平緩且3次峰值下的溫度均最低；不同空氣流量下，3次耗氧速率的峰值均與空氣流量密切相關(guān)，空氣流量越大，耗氧速率峰值越高且峰值差也越來越大。不考慮煤樣空隙率，大空氣流量下，耗氧速率的3次峰值均高于用第一種方法計算出的耗氧速率。在小空氣流量下，耗氧速率的峰值差別不大，說明當(dāng)空氣流量較小時，對實驗腔體內(nèi)煤樣的自燃影響不大。

(3)利用熱平衡法計算了放熱強度與溫度之間的關(guān)系。80 ℃之前，煤樣的放熱并不多，放熱強度幾乎沒有變化；80 ℃之后，實驗煤樣生成的熱量開始占據(jù)主導(dǎo)地位，遠遠大于與外界的熱交換，呈指數(shù)變化，放熱強度急劇升高。