●鄭蘭芳,鄧 軍
(1.武警學院 消防工程系,河北 廊坊 065000;2.西安科技大學 能源學院,陜西 西安 710054)
煤自燃過程是由煤體內在自燃性和外界條件共同決定的,是一個非常復雜的動態(tài)過程[1]。煤的氧化性與煤的放熱性有關,但又無法用氧化性衡量出煤的放熱性,同樣也無法用煤的放熱性衡量出煤的氧化性。目前的研究工作雖大體掌握能與氧產生復合作用的煤表面分子活性結構種類,但要了解每類結構所占多大比例是比較困難的;雖能推斷每一類結構與氧復合過程的熱效應,但針對具體的煤質,同樣很難了解每一類結構與氧復合的具體過程,以及哪一類結構的反應過程占多大比例。因此,煤的內在自燃性需以煤的氧化性和放熱性共同衡量,掌握煤內在的自燃性,同時測定實際環(huán)境下的氧參數及散熱條件,就有可能推斷出煤自然發(fā)火的危險區(qū)域、危險程度和最短自然發(fā)火期等特征[2]。
實驗采了 15#煤層的東山煤樣和 3#煤層的芙蓉煤樣。將煤樣在空氣環(huán)境中破碎、篩分出粒徑為:0~0.9mm、0.9~3mm、3~5mm、5~7mm、7~10mm的 5種煤樣,等質量(每種粒徑煤樣質量 20%的比例)混合,獲得混合粒徑試樣。
程序升溫實驗的原理是:通過模擬煤炭低溫氧化自燃過程的升溫條件和環(huán)境條件,在該模擬出的實驗過程中測定煤樣隨環(huán)境程序溫升過程中氣體的濃度及產生率等特征參數的量值及變化等,分析煤樣的臨界溫度、干裂溫度等極限參數以及其他物化參數,從而全面考察該煤樣的自燃特性[3]。
各實驗均采用混合粒徑試樣,根據實驗試管容積,及煤樣密度,每次實驗試樣稱重約 1kg。A1#為東山煤礦試樣,B1#為芙蓉煤礦試樣,煤樣實驗條件見表1。
表1 煤自燃程序升溫實驗煤樣實驗條件
溫度的變化是對原始煤樣氧化過程產生較大影響的量,其與煤氧化速率同樣呈非線性關系,煤氧化反應速率符合阿侖烏尼斯公式,煤分子表面活性結構的活潑性隨溫度的變化而變化,溫度越高,反應速度越快。有研究表明,溫度每升高 10℃,該反應速度將升高一個數量級[4]。所以,保證每次實驗的程序升溫速度相同,使得實驗結果可比性增強。同時為在控溫設備精度范圍內,保證升溫均勻、緩慢,控制升溫速度為 0.3℃·min-1。
清楚地掌握這種煤樣在純空氣條件下程序升溫過程中的反應情況,是研究煤炭氧化自燃抑制作用的前提。掌握這一階段氧氣的消耗規(guī)律和其他反應生成氣體的變化規(guī)律,可以此作為參照和標準,與抑制煤炭氧化自燃實驗過程中的相關參數進行對比、分析。
煤氧化程度加劇直至自燃逐步發(fā)展的過程就是煤與氧氣作用越來越強烈的進程,隨著溫度升高,煤氧復合加劇,氧氣消耗加劇,氧濃度不斷降低并呈現出一定的規(guī)律。A1#和B1#試樣程序升溫過程中氧氣濃度變化曲線如圖 1(a)、(b)所示。
圖1 煤樣 O2濃度變化曲線
通過兩個煤樣程序升溫過程中 O2濃度變化曲線可以看到,在 60~80℃溫度區(qū)間內曲線出現了比較明顯的下降,而在 105~125℃溫度區(qū)間范圍內曲線下降趨勢變得越發(fā)明顯。可以說明,在 60~80℃內氧化反應程度出現了第一次較大的加劇,而在 105~125℃之間這種反應程度變得更加劇烈,由此可以預測兩個煤樣的臨界溫度和干裂溫度在這兩個溫度范圍內。
考慮實驗過程中混煤內各點氧氣濃度的變化主要與對流(空氣流動)、擴散(分子擴散和紊流擴散)和煤氧相互作用消耗氧氣等因素有關。因此,混合煤樣內氧氣濃度分布的對流 -擴散方程為:
式中,D為氧氣在碎煤中的擴散系數;u為風流在空隙中平均流速,u=Q/(S·n);VO2(T)為耗氧速度,mol· (cm3· S)-1。
本實驗條件下,由于漏風強度較小,且主要沿中心軸方向流動,因此,可僅考慮煤體內軸線方向上氧濃度分布方程:
根據實驗試管內各測點的氧濃度和漏風強度,假設風流僅做軸向流動且流速恒定,忽略氧在混合煤體內的擴散和氧濃度隨時間的變化率,且微小單元內煤溫均勻,則耗氧速度為:
式中,dZ為氣體流經微元體的距離,cm。
由化學動力學和化學平衡理論有:
式中,C為氧氣濃度;K為化學反應常數。
根據阿累尼烏斯定律,耗氧速度與氧氣濃度成正比。因此,在新鮮空氣中耗氧速度為:
則中心軸處任意兩點 Z1和 Z2間的耗氧量為:
溫度一定時,VO20(T)與 CO是常數,積分上式,則:
根據上式及實驗數據計算得到在新鮮空氣下煤樣在不同溫度時的耗氧速度,東山煤樣和芙蓉煤樣在程序升溫過程中耗氧速度與煤溫關系曲線如圖 2(a)、(b)所示 。
圖2 煤樣耗氧速度變化曲線
由圖 2(a)、(b)看到,反應的耗氧速率隨煤溫升高不斷升高,證明了溫度作為影響煤自燃過程的重要因素,極大的影響著煤氧復合過程的理論。同時,從耗氧速率曲線的拐點可以看到,圖 2(a)中 65~70℃時煤樣耗氧速率出現明顯升高;從 125℃以后,耗氧速率出現激增,說明氧化反應在這兩階段發(fā)生突變和驟增。130~140℃之間提高了近三倍,溫度上升對耗氧速度的提高起到很大的加速作用。所以從耗氧速率角度分析得到東山煤樣臨界溫度、干裂溫度分別在 65~70℃,120~125℃范圍;圖 2(b)中可以分析出芙蓉煤樣臨界溫度、干裂溫度分別在 75~80℃,105~110℃范圍。
5.1 選用加熱爐進行程序升溫實驗,并根據實驗需要進行實驗試管的設計和對系統(tǒng)的完善。在實驗過程中精確控制升溫程序,從而使得實驗過程更加客觀,實驗數據更加真實、可信。同時,對實驗流程進行了詳細的規(guī)劃,使每一步都規(guī)范、科學,以得到最佳的實驗效果。
5.2 針對煤自燃特性分析了原煤樣的自燃特性數據參數。發(fā)現兩種煤樣升溫過程中氧氣的消耗隨著溫度升高而逐步升高,且均在 60~80℃階段出現較明顯的增加,并在 105~125℃階段開始出現急劇的突變,在 120~150℃階段的平均變化率分別約為在50~100℃階段時對應平均變化率的 2倍和 13倍左右。
5.3 判斷出東山煤樣臨界溫度、干裂溫度分別在 65~70℃、120~125℃范圍內;芙蓉煤樣的臨界溫度、干裂溫度分別在 75~80℃、105~110℃范圍內。
5.4 通過對兩個溫度范圍的實驗分析確定,為抑制兩種煤樣的氧化自燃性能研究提供了參考,以找到最有效的防治東山 15#煤層和芙蓉 3#煤層自燃的方法和措施。
[1]徐精彩.煤炭自燃過程研究[J].煤炭工程師,1989,(5):17-21.
[2]李汝輝.傳熱學基礎[M].北京:北京航空學院出版社,1983.
[3]李士戎.二氧化碳抑制煤炭氧化自燃性能的實驗研究[D].西安:西安科技大學,2007.
[4]李莉.自燃煤低溫氧化放熱性實驗研究[D].西安:西安科技大學,2004.