趙文彬,石新巖,張培偉,李振武,張延松,劉方順
(1.山東科技大學(xué) 安全與環(huán)境工程學(xué)院,山東 青島 266590;2.山東濟(jì)寧運(yùn)河煤礦有限責(zé)任公司,山東 濟(jì)寧 272000)
隨煤礦開(kāi)采深度增加,受地應(yīng)力、地溫、熱環(huán)境及采空區(qū)空隙率結(jié)構(gòu)變化等因素影響,采空區(qū)自燃帶范圍及遺煤自燃規(guī)律發(fā)生變化。
學(xué)者針對(duì)采空區(qū)自燃區(qū)域劃分展開(kāi)研究:徐精彩等[1]通過(guò)測(cè)定采空區(qū)氧濃度分布狀況,提出采空區(qū)遺煤自燃極限參數(shù)計(jì)算方法,構(gòu)建自燃危險(xiǎn)區(qū)域判定充分條件;李宗翔等[2]利用模擬軟件分析漏風(fēng)對(duì)采空區(qū)溫度場(chǎng)影響,指出自燃“三帶”呈非對(duì)稱(chēng)性分布;李樹(shù)剛等[3]得出采空區(qū)上覆巖層空隙結(jié)構(gòu)變化規(guī)律理論公式;司俊鴻等[4]建立采空區(qū)空隙率及滲透率三維分布模型,提出采空區(qū)空隙結(jié)構(gòu)在立體空間服從線(xiàn)性規(guī)律;王少鋒等[5]研究采空區(qū)及覆巖空隙率三維分布特點(diǎn),提出考慮煤層傾角的空隙率變化公式。
學(xué)者一般采用數(shù)值模擬與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)結(jié)合的方法,研究采空區(qū)自燃區(qū)域劃分影響因素:車(chē)強(qiáng)[6]利用CFD模擬得出遺煤自燃前后采空區(qū)氣體組分三維滲流場(chǎng)、濃度場(chǎng)和溫度場(chǎng)多場(chǎng)耦合變化規(guī)律;李宗翔等[7]采用煤樣封閉耗氧實(shí)驗(yàn)得到煤樣隨時(shí)間變化耗氧速率,基于Fluent模擬軟件研究曉南礦通風(fēng)方式對(duì)采空區(qū)自燃發(fā)火的影響。
煤層自燃受多種因素影響,煤層深部受地溫、壓力、空隙結(jié)構(gòu)及煤氧結(jié)合能力影響,采空區(qū)自燃帶分布發(fā)生改變。本文結(jié)合魯西南千米深井、厚煤層、傾斜工作面采空區(qū)特點(diǎn),基于采空區(qū)空間空隙結(jié)構(gòu)、溫度場(chǎng)及耗氧速率變化規(guī)律,在理論分析基礎(chǔ)上利用Fluent軟件重點(diǎn)模擬不同通風(fēng)方式下采空區(qū)熱環(huán)境及耗氧速率對(duì)工作面流場(chǎng)及煤自燃區(qū)域分布的影響,并結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)結(jié)果對(duì)模擬數(shù)據(jù)進(jìn)行對(duì)比分析。
角度及空隙結(jié)構(gòu)影響采空區(qū)風(fēng)流擴(kuò)散,進(jìn)而影響采空區(qū)自燃區(qū)域劃分。
受地應(yīng)力影響,采空區(qū)上部圍巖垮落,破碎巖體散落到采空區(qū)形成冒落松散結(jié)構(gòu)[8-10]。巖石間裂隙分布在整個(gè)采空區(qū),采空區(qū)空隙結(jié)構(gòu)變化如圖1所示。隨工作面推進(jìn),采空區(qū)上覆圍巖形成裂隙帶、彎曲變形帶;冒落帶自然垮落,在采空區(qū)形成c-自然堆積區(qū)、b-載荷影響區(qū)、a-壓實(shí)區(qū)。沿工作面推進(jìn)方向,采空區(qū)受垮落影響,工作面附近空隙結(jié)構(gòu)較大;隨采空區(qū)距離增加,采空區(qū)上覆巖層冒落壓實(shí),空隙結(jié)構(gòu)變小,并在后部a區(qū)逐漸穩(wěn)定。
圖1 采空區(qū)空隙結(jié)構(gòu)變化Fig.1 Change of void structure in goaf
據(jù)調(diào)研可知,采空區(qū)傾角空隙率可基本反映現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際,結(jié)合采空區(qū)冒落帶空隙率連續(xù)變化方程,得到采空區(qū)空隙率如式(1)所示:
(1)
式中:φG為采空區(qū)底部走向中軸線(xiàn)的空隙率;hd為直接頂高度,m;H為采高,m;kpb為巖體碎脹系數(shù);l為基本頂巖塊長(zhǎng)度,m;x為采空區(qū)深部走向長(zhǎng)度,m。
受回采工藝影響,傾斜煤層采空區(qū)上下巷端頭空隙高于中間位置,采空區(qū)漏風(fēng)“O”形圈結(jié)構(gòu)愈發(fā)明顯。由“O”形圈理論可知,進(jìn)回風(fēng)巷附近采空區(qū)空隙率大于中部,空隙結(jié)構(gòu)如式(2)所示:
(2)
式中:φG,y為工作面傾向(y軸方向)上偏移坐標(biāo)原點(diǎn)的空隙結(jié)構(gòu)變化系數(shù);Y為沿工作面走向與模型坐標(biāo)原點(diǎn)偏移距離,m。
沿垂直方向,受重力場(chǎng)作用采空區(qū)空隙率隨冒落高度增加而增大[11-13]。采空區(qū)破碎巖體重力作用示意如圖2所示。由圖2可知,當(dāng)工作面存在傾角時(shí),采空區(qū)內(nèi)煤矸石受重力作用,底部壓實(shí)上部松散,根據(jù)破碎巖體空隙率軸向應(yīng)力變化規(guī)律及煤巖體自身重力[14],得到空隙結(jié)構(gòu)如式(3)所示:
圖2 采空區(qū)破碎巖體重力作用示意Fig.2 Schematic diagram for gravity action of broken rock mass in goaf
(3)
式中:φγ為破碎巖體受軸向應(yīng)力后的空隙率;β0為破碎巖體受軸向應(yīng)力前的空隙率;βi為相關(guān)系數(shù);γ為垮落巖石容重,N/m3;α為工作面傾角,(°);Y為沿工作面走向與模型坐標(biāo)原點(diǎn)偏移距離,m;ly為工作面長(zhǎng)度,m。
模擬參數(shù)設(shè)置見(jiàn)表1。根據(jù)式(1)~(3)以及表1,利用Python軟件選取距底板高度Z=1,5,7 m時(shí),各區(qū)域立體空間采空區(qū)空隙率變化如圖3所示。
表1 模擬參數(shù)Table 1 Simulation parameters
圖3 立體空間采空區(qū)空隙率變化Fig.3 Change of porosity in three-dimensional goaf
由圖3可知,空隙結(jié)構(gòu)沿工作面及采深方向呈“凹”形分布,靠近工作面和進(jìn)回風(fēng)巷兩側(cè)空隙結(jié)構(gòu)較大,中部及采空區(qū)深部空隙結(jié)構(gòu)較小。受重力影響,隨采空區(qū)高度Z增加,空隙結(jié)構(gòu)變大;受工作面傾角影響,上巷空隙結(jié)構(gòu)大于下巷。
基于阿倫尼烏斯定律,溫度對(duì)氧氣消耗速率影響如式(4)所示:
Vo2=ACnexp(-E/RT)
(4)
式中:A為指前因子,也稱(chēng)阿倫尼烏斯常數(shù);E為活化能,kJ/mol;T為絕對(duì)溫度,K;R為氣體常數(shù),kJ/(mol·K);C為氧氣體積分?jǐn)?shù),%;n為常數(shù),取0.5~1。
氣體在采空區(qū)流動(dòng)時(shí),氧氣與遺煤發(fā)生化學(xué)反應(yīng),導(dǎo)致氧氣濃度降低。煤樣封閉耗氧實(shí)驗(yàn)得到不同氧濃度下煤的耗氧速率,如式(5)所示:
V=-λc(cτ-cb)
(5)
式中:cb為下限氧濃度,mol/m3;λc為氧氣濃度衰減率;τ為氧化時(shí)間,s;cτ為空氣氧化后的氧濃度,mol·m-3。
深部煤層因采空區(qū)暴露遺煤、圍巖溫度高,使煤氧結(jié)合能力增大,耗氧量增加。模擬過(guò)程中,基于式(4)~(5),重點(diǎn)考慮采空區(qū)熱環(huán)境條件下,煤耗氧速率對(duì)采空區(qū)自燃區(qū)域影響。
兗州礦區(qū)某礦工作面位于31采區(qū)東北方向,煤層埋深1 050 m,原巖溫度37 ℃,煤層厚度8.6 m。工作面采取U型通風(fēng)方式,走向長(zhǎng)度150 m,設(shè)計(jì)采高3.5 m,工作面風(fēng)量1 200 m3/min。該礦井屬于低瓦斯礦井,有自燃發(fā)火傾向性,屬自燃煤層,自燃發(fā)火期52 d;工作面傾角較大,地溫梯度3.2 ℃/100 m。
深部?jī)A斜采空區(qū)模型如圖4所示。其中,x軸方向?yàn)椴煽諈^(qū)走向、y軸方向?yàn)楣ぷ髅孀呦颉軸與采空區(qū)底部垂直布局建立坐標(biāo)系。模擬主要參數(shù)見(jiàn)表2。
表2 模擬參數(shù)設(shè)置Table 2 Setting of simulation parameters
圖4 兗州礦區(qū)某礦工作面采空區(qū)模型Fig.4 Goaf model of working face in a certain mine of Yanzhou mining area
根據(jù)兗州礦區(qū)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù),工作面夏季進(jìn)風(fēng)巷風(fēng)溫18 ℃,回風(fēng)巷風(fēng)溫29 ℃。結(jié)合表1~2設(shè)置模擬參數(shù),利用Fluent軟件用戶(hù)自定義(UDF)功能編寫(xiě)空隙率變化方程。模擬不同通風(fēng)方式下工作面風(fēng)流溫度對(duì)采空區(qū)熱場(chǎng)影響范圍,如圖5~6所示。
對(duì)比圖5與圖6可知,傾斜工作面上巷采空區(qū)空隙結(jié)構(gòu)較大,下巷空隙結(jié)構(gòu)小,導(dǎo)致下行風(fēng)進(jìn)風(fēng)側(cè)冷風(fēng)擴(kuò)散范圍大于上行風(fēng)進(jìn)風(fēng)側(cè)。
圖5 下行風(fēng)風(fēng)溫對(duì)采空區(qū)熱場(chǎng)影響Fig.5 Influence of downward wind temperature on thermal field of goaf
圖6 上行風(fēng)風(fēng)溫對(duì)采空區(qū)熱場(chǎng)影響Fig.6 Influence of upward wind temperature on thermal field of goaf
對(duì)比工作面中下部溫度場(chǎng)變化可知,受采空區(qū)內(nèi)部地溫溫差(根據(jù)煤層傾角和地溫梯度計(jì)算,上下巷原巖溫差2.5 ℃)引起的浮升力影響,下行風(fēng)時(shí),進(jìn)風(fēng)側(cè)新鮮冷空氣與采空區(qū)內(nèi)部浮升氣流相互影響,內(nèi)部熱風(fēng)與工作面冷風(fēng)交匯后導(dǎo)致采空區(qū)熱風(fēng)涌向工作面。由于浮升力較小,2者在工作面中下部產(chǎn)生壓力平衡區(qū),熱風(fēng)涌出造成工作面中下部溫度升高;上行風(fēng)風(fēng)流方向與采空區(qū)浮升力方向一致,采空區(qū)熱風(fēng)涌向工作面現(xiàn)象不明顯。
上行風(fēng)回風(fēng)側(cè)由于采空區(qū)空間空隙結(jié)構(gòu)較大,利于氣體流動(dòng),導(dǎo)致回風(fēng)側(cè)溫度升高;下行風(fēng)回風(fēng)側(cè)空隙結(jié)構(gòu)小,風(fēng)流受采空區(qū)風(fēng)流影響較小,風(fēng)流溫度較低。
基于設(shè)定采空區(qū)初始溫度條件,結(jié)合前期熱重實(shí)驗(yàn)結(jié)果,考慮煤低溫氧化在該溫度條件下耗氧速率,通過(guò)UDF編程模擬該溫度條件對(duì)煤自燃區(qū)域影響。模擬中以O(shè)2體積分?jǐn)?shù)的5%、15%作為自燃帶范圍劃分依據(jù)。
為觀察多條件采空區(qū)熱環(huán)境對(duì)O2濃度擴(kuò)散影響,各取上下行風(fēng)采空區(qū)O2濃度變化截面,得到不同條件下上行風(fēng)、下行風(fēng)自燃帶范圍模擬結(jié)果如圖7~8所示。受地溫梯度影響,由于工作面傾角為30°,上下巷高差為75 m,需將地溫梯度變化方程編寫(xiě)進(jìn)采空區(qū)溫度計(jì)算區(qū)域,溫差取2.5 ℃。
由圖7可知,隨采空區(qū)熱場(chǎng)條件增加,上行風(fēng)時(shí)采空區(qū)自燃帶范圍整體擴(kuò)大,回風(fēng)側(cè)變化大于進(jìn)風(fēng)側(cè)。對(duì)比圖7(a)和圖7(b)可知,由進(jìn)風(fēng)側(cè)散熱帶明顯突出、工作面中下部及回風(fēng)側(cè)氧化帶后移5~10 m。
圖7 不同條件下上行風(fēng)自燃帶模擬對(duì)比Fig.7 Simulation contrast of spontaneous combustion zone with upward wind under different conditions
由圖8可知,隨采空區(qū)熱場(chǎng)條件疊加增加,采空區(qū)自燃帶范圍整體縮小,回風(fēng)側(cè)變化小于進(jìn)風(fēng)側(cè);對(duì)比圖8(a)和圖8(b)可知,進(jìn)風(fēng)側(cè)氧化帶范圍繼續(xù)縮小,“前凸”現(xiàn)象明顯、靠近工作面散熱帶范圍明顯擴(kuò)大。
圖8 不同條件下下行風(fēng)自燃帶模擬對(duì)比Fig.8 Simulation contrast of spontaneous combustion zone with downward wind under different conditions
由模擬結(jié)果可知,深部?jī)A斜厚煤層受工作面冷風(fēng)流、采空區(qū)內(nèi)部圍巖散熱及浮升力等綜合影響,導(dǎo)致溫度場(chǎng)發(fā)生改變,進(jìn)而影響各區(qū)域煤的氧化活性(耗氧量),使采空區(qū)自燃區(qū)域范圍發(fā)生改變。主要規(guī)律概括為以下2點(diǎn):
1)受深部礦井傾斜采空區(qū)空隙結(jié)構(gòu)影響,上巷空隙結(jié)構(gòu)大,漏風(fēng)多,使上行風(fēng)進(jìn)風(fēng)側(cè)自燃帶變化范圍小于回風(fēng)側(cè),下行風(fēng)進(jìn)風(fēng)側(cè)自燃帶變化范圍大于回風(fēng)側(cè)。
2)受深部礦井采空區(qū)內(nèi)部熱源影響,采空區(qū)熱向工作面涌出,高溫影響耗氧速率的變化。
上行風(fēng)時(shí),浮升力與風(fēng)流方向相同,有利于新鮮風(fēng)流在采空區(qū)擴(kuò)散,采空區(qū)自燃帶范圍擴(kuò)大、工作面中部及下巷附近“前凸”現(xiàn)象明顯。下行風(fēng)時(shí),浮升力與風(fēng)流方向相反,抑制工作面風(fēng)流流向采空區(qū),使采空區(qū)內(nèi)部流場(chǎng)紊亂,導(dǎo)致采空區(qū)自燃帶范圍縮小。
為觀察該區(qū)域氧氣濃度變化,沿采空區(qū)深部走向,在距進(jìn)回風(fēng)巷道5 m處各取1個(gè)截面,得到不同通風(fēng)條件下進(jìn)回風(fēng)側(cè)O2體積分?jǐn)?shù)變化,如圖9所示。沿截面各取3條監(jiān)測(cè)直線(xiàn),得到不同通風(fēng)條件下氧氣濃度變化如圖10~11所示。
圖9 不同通風(fēng)方式下進(jìn)回風(fēng)側(cè)O2體積分?jǐn)?shù)變化Fig.9 Change of O2 volume fraction in inlet and outlet sides under different ventilation modes
圖10 上行風(fēng)進(jìn)回風(fēng)巷道采空區(qū)O2體積分?jǐn)?shù)變化折線(xiàn)Fig.10 Variation broken line of O2 volume fraction in goaf at inlet and return air duct with upward wind
由圖9(a)監(jiān)測(cè)面1、2可知,進(jìn)風(fēng)下巷周?chē)鶲2濃度較低,采空區(qū)自燃帶靠近工作面且范圍較??;回風(fēng)側(cè)自燃帶范圍后移且區(qū)域增大;工作面附近O2濃度較大。O2濃度變化邊界線(xiàn)呈“橢圓狀”,采空區(qū)O2濃度分布呈中間低,頂部及底部O2濃度高的趨勢(shì);遠(yuǎn)離工作面方向,O2濃度較低,且剖面變化弧度方向相反。
由圖9(b)監(jiān)測(cè)面1、2可知,進(jìn)風(fēng)上巷O2分布范圍大于回風(fēng)側(cè),回風(fēng)下巷O2分布范圍前移;進(jìn)風(fēng)側(cè)前部O2濃度值小于回風(fēng)側(cè)前部。下行風(fēng)進(jìn)風(fēng)側(cè)空隙結(jié)構(gòu)大,氧氣擴(kuò)散范圍大;受耗氧速率影響,氧氣濃度值較低?;仫L(fēng)側(cè)空隙結(jié)構(gòu)小,氧氣擴(kuò)散范圍??;受內(nèi)部浮升力作用,回風(fēng)側(cè)氧氣濃度值升高。
由圖10可知,受工作面風(fēng)流影響,進(jìn)風(fēng)側(cè)在18 m處進(jìn)入氧化帶,回風(fēng)側(cè)在23 m處進(jìn)入氧化帶;回風(fēng)側(cè)空隙結(jié)構(gòu)較大,O2消耗速率較快,自燃帶處于35~55 m范圍;進(jìn)風(fēng)側(cè)空隙結(jié)構(gòu)較小,氣體不易流動(dòng),O2消耗速率緩慢,自燃帶處于25~80 m。
由圖11可知,進(jìn)回風(fēng)側(cè)均在18 m處進(jìn)入氧化帶;進(jìn)風(fēng)側(cè)空隙結(jié)構(gòu)較大,自燃帶處于18~45 m;由于回風(fēng)側(cè)空隙結(jié)構(gòu)較小,且受浮升力作用,自燃帶范圍縮小為18~40 m。
圖11 下行風(fēng)進(jìn)回風(fēng)巷道采空區(qū)O2體積分?jǐn)?shù)變化折線(xiàn)Fig.11 Variation broken line of O2 volume fraction in goaf at inlet and return air duct with downward wind
由圖10~11可知,當(dāng)處于采空區(qū)同一位置時(shí),中部監(jiān)測(cè)直線(xiàn)O2體積分?jǐn)?shù)變化值大于其他監(jiān)測(cè)直線(xiàn),表明受溫度影響下采空區(qū)浮升力及耗氧速率影響,采空區(qū)濕熱氣流升騰作用使自燃帶范圍在垂直方向產(chǎn)生差異。
兗州礦區(qū)某礦工作面采用上行通風(fēng)方式已推進(jìn)一段距離。為了解工作面正常推進(jìn)過(guò)程中自燃發(fā)火區(qū)域基本狀況,分別在工作面進(jìn)回風(fēng)巷道布置A,B2個(gè)測(cè)點(diǎn),如圖12所示。由于安設(shè)在工作面軌道巷測(cè)點(diǎn)無(wú)法正常保護(hù),主要觀測(cè)回風(fēng)巷道指標(biāo)參數(shù)。束管監(jiān)測(cè)系統(tǒng)觀測(cè)時(shí)間從2019年7月24日至2019年9月17日,時(shí)間為56 d。獲取井下同一時(shí)期內(nèi)日推進(jìn)距離及采空區(qū)內(nèi)不同監(jiān)測(cè)日期O2濃度值,如圖13所示。
圖12 工作面推進(jìn)過(guò)程中測(cè)點(diǎn)布置Fig.12 Arrangement of measuring points in advancing process of working face
圖13 不同監(jiān)測(cè)日期的O2體積分?jǐn)?shù)Fig.13 O2 volume fractions at different monitoring dates
由圖13可知,正常推進(jìn)過(guò)程中,2019年7月28日之前O2濃體積分?jǐn)?shù)在15%以上;2019年8月7日以后,降至5%以下。
結(jié)合該時(shí)期內(nèi)推進(jìn)距離,計(jì)算回風(fēng)側(cè)自燃帶實(shí)測(cè)范圍19~47 m,回風(fēng)側(cè)自燃帶模擬范圍21~52 m。該工作面已實(shí)現(xiàn)智能化開(kāi)采,受巷道支護(hù)加強(qiáng)影響,窒息帶實(shí)測(cè)范圍后移;由于采空區(qū)遺煤量、工作面風(fēng)流速度、深部礦井周?chē)h(huán)境等因素對(duì)O2擴(kuò)散影響,實(shí)測(cè)回風(fēng)側(cè)氧化帶范圍大于模擬范圍,測(cè)量誤差小于等于3 m。
1)深部?jī)A斜厚煤層在采動(dòng)過(guò)程中,巷道及采空區(qū)空隙結(jié)構(gòu)隨采深增加而減小,隨高度增加而變大;通過(guò)對(duì)煤自燃理論分析,指出采空區(qū)內(nèi)部耗氧速率受深部煤層溫度場(chǎng)影響,呈不均衡性。
2)受工作面風(fēng)流溫度影響,下行風(fēng)在進(jìn)風(fēng)巷附近對(duì)采空區(qū)熱場(chǎng)影響大于上行風(fēng);上行風(fēng)工作面中后部受采空區(qū)熱場(chǎng)影響大于下行風(fēng);下行冷風(fēng)與浮升力攜帶的熱空氣在工作面中下部匯合,將攜帶熱風(fēng)涌向工作面。
3)受采空區(qū)空隙結(jié)構(gòu)、耗氧速率及內(nèi)部溫度場(chǎng)作用,不同通風(fēng)方式對(duì)采空區(qū)自燃帶分布規(guī)律影響較大,其中上行風(fēng)自燃帶范圍大于下行風(fēng)。
4)上行通風(fēng)自燃帶進(jìn)風(fēng)側(cè)范圍25~40 m,回風(fēng)側(cè)范圍21~52 m;下行通風(fēng)自燃帶進(jìn)風(fēng)側(cè)范圍15~40 m,回風(fēng)側(cè)范圍15~24 m。結(jié)合工作面實(shí)測(cè)參數(shù)得出模擬與實(shí)際誤差較小,結(jié)果較為吻合。