李耀謙

(華陽新材料科技集團有限公司 技術(shù)中心,山西 陽泉 045000)

我國是以煤炭為主體能源的國家,據(jù)2021年統(tǒng)計,國內(nèi)200多個重點礦井中56%的礦井存在遺煤自然發(fā)火危險性[1]。因此,煤炭自燃災害仍是我國礦井重特大事故發(fā)生的主要原因之一[2]。采空區(qū)遺煤自燃不僅會破壞煤炭資源,產(chǎn)生有毒氣體,甚至導致瓦斯爆炸等二次災害發(fā)生,嚴重威脅井下安全生產(chǎn)工作,約束煤礦正?；夭珊徒?jīng)濟發(fā)展[3-5]。CO2作為能源開發(fā)利用過程中的伴生氣體,過量排放是地球變暖的主要因素,然而采空區(qū)注CO2技術(shù)作為現(xiàn)階段煤礦采空區(qū)火災防治的主要方法,如何變廢為寶,合理運用CO2技術(shù)是當前的重中之重。

目前已有大量學者對采空區(qū)遺煤自燃以及防滅火技術(shù)進行研究,Liming Yuan[6]設(shè)計實驗模型驗證了采空區(qū)遺煤低溫氧化數(shù)值模擬的可行性;Boleslav Tarba[7]采用CFD數(shù)值模擬軟件進行了不同風量和不同推進速度下采空區(qū)自然發(fā)火模型的研究;Liming Yuan,等[8]利用Fluent軟件對常用通風系統(tǒng)條件下采空區(qū)遺煤自燃進行了數(shù)值模擬。王德明等[9-10]為了研究煤中各種活性結(jié)構(gòu)單元之間的內(nèi)在聯(lián)系,提出了煤氧化動力學理論,并將該理論成功地應用于鑒定煤自燃的傾向性和化學阻化技術(shù)的研究中。

據(jù)文獻[11-14]可知,無煙煤著火溫度一般為500 ℃以上,極不易自燃,然而陽煤五礦8406高瓦斯綜放面由于煤層頂板存在硫結(jié)核或局部煤層高含硫,在回采過程中布置高低位抽巷進行采空區(qū)瓦斯抽采,導致采空區(qū)內(nèi)流場復雜,擴大了采空區(qū)內(nèi)氧化升溫帶范圍,使得采空區(qū)內(nèi)遺煤發(fā)生自然發(fā)火風險概率陡增。因此,本文通過對8406工作面所采煤樣進行煤的自燃程序升溫實驗,為三維采空區(qū)自然發(fā)火模型提供基礎(chǔ)參數(shù),進而采用計算流體力學軟件模擬三維采空區(qū)流場,并對采空區(qū)注CO2的位置、流量、溫度進行研究,從而得到最佳注入方案,為現(xiàn)場實際工況的防滅火工作提供參考依據(jù)。

1 無煙煤自燃特性參數(shù)測定

煤氧復合理論認為煤表面的活性因子與氧氣先后發(fā)生理化反應是煤自燃的實質(zhì)。耗氧速率和放熱強度隨煤溫的對應關(guān)系決定著煤自燃進程,煤的變質(zhì)程度越高,耗氧速率和放熱強度隨煤溫的變化速度較慢,遺煤自燃過程長。耗氧速率計算可根據(jù)公式(1)計算:

(1)

式中:C1為煤樣入口處O2體積分數(shù),C1=C2;C2為煤樣出口處O2體積分數(shù),%;L為裝煤高度,cm.

將實驗結(jié)果帶入式(2)可得出15號煤耗氧速率,計算結(jié)果如表1所示。耗氧速率對應煤溫變化趨勢如圖1所示。耗氧速率在氧化反應初期上升趨勢緩慢,之后耗氧速率急劇增長。在30～140 ℃范圍內(nèi),耗氧速率隨著溫度的升高小幅度增長,處于緩慢氧化階段;在140～180 ℃范圍內(nèi),煤的耗氧速率較前階段增長速率變快;在180 ℃以后,耗氧速率隨著溫度升高幾乎直線增長。煤的耗氧速率對采空區(qū)氧氣體積分數(shù)有直接影響。

表1 耗氧速率計算

為了進一步探究15號無煙煤的耗氧規(guī)律,用函數(shù)對其隨煤溫變化的整個過程進行描述,擬合發(fā)現(xiàn),耗氧速率隨煤溫的變化符合指數(shù)型函數(shù),擬合曲線相關(guān)性系數(shù)R2=0.998 4,其表達式為:

(2)

采空區(qū)煤反應氧氣體積分數(shù)與實驗氧氣體積分數(shù)不同,實驗氧氣體積分數(shù)始終保持21%,而采空區(qū)內(nèi)氧氣體積分數(shù)分布是不均勻的,應當考慮反應氧氣體積分數(shù)對煤氧化反應的影響;且實驗過程中煤粒徑與采空區(qū)內(nèi)有較大區(qū)別,同時遺煤厚度也有較大影響,對耗氧方程進行修正,如公式(3)所示:

(3)

式中:kb、kh為實驗室測定得出,kb為粒徑影響因數(shù),取0.25;kh為煤厚影響因數(shù),取0.31;C1為反應氧氣體積分數(shù),%;C0為標準氧氣體積分數(shù),取21%.

采空區(qū)遺煤在氧化過程中放熱,熱量的積蓄能加快耗氧,但其放熱強度不是一成不變的,為了進一步探究15號煤氧化放熱規(guī)律,用函數(shù)對放熱強度隨煤溫變化的整個過程進行描述,擬合發(fā)現(xiàn)放熱強度隨煤溫的變化符合指數(shù)型函數(shù)曲線如圖2所示。擬合相關(guān)性系數(shù)R2=0.994 3,放熱強度方程為:

q(T)=28.503 7·e0.017 84×T

(4)

式中:q(T)為煤在溫度T℃時氧化反應放熱強度,J·m-3·s-1.

考慮反應氧氣體積分數(shù)的影響以及實驗與采空區(qū)的差異,對放熱強度方程進行修正,公式如下:

(5)

式中:kb為粒徑影響因數(shù),取0.25;kh為煤厚影響因數(shù),取0.31;C1為反應氧氣體積分數(shù),%;C0為標準氧氣體積分數(shù),取21%.

圖2 15號煤放熱強度變化規(guī)律

2 8406工作面采空區(qū)注CO2防滅火數(shù)值模擬

2.1 工作面概況及模型構(gòu)建

陽煤五礦8406工作面屬于15號煤層,平均煤厚為6.6 m,煤層瓦斯含量為2.0～6.0 m3/t.水平方向上高抽巷距回風巷為57 m,垂直方向上距煤層底板為60 m;低抽巷距回風巷水平距離為30 m,垂直方向上距煤層底板為6.6 m,采空區(qū)模型深度為200 m,根據(jù)上覆巖層垮落情況分析冒落帶及裂隙帶高度確定采空區(qū)模型高度為75 m.以工作面推進方向為X軸,工作面布置方向為Y軸,高度為Z軸。風側(cè)布置CO2注入口簡化為1 m×1 m的矩形入口,注入位置設(shè)置在采空區(qū)進風側(cè)壁面上,分別距工作面10 m、20 m、30 m、40 m和50 m.8406工作面采空區(qū)幾何模型參數(shù)見表2.構(gòu)建的采空區(qū)幾何模型如圖3所示。

采用結(jié)構(gòu)化網(wǎng)格共劃分263 287個網(wǎng)格單元。根據(jù)實測,采空區(qū)內(nèi)絕對瓦斯涌出量為120.5 m3/min,設(shè)置采空區(qū)瓦斯源相為4.8×10-7kg/(m3·s-1).進風入口設(shè)置為速度入口,根據(jù)供風量換算風速,供風量為1 784 m3/min,則進風風速為1.86 m/s,設(shè)置回風巷為自由出口,根據(jù)現(xiàn)場抽采流量換算流速,高低位抽巷設(shè)置為速度入口,高抽流量為465 m3/min,低抽流量為370 m3/min.注入CO2可以大幅度地降低氧化帶范圍,特別是進風側(cè)的氧化帶范圍,基本保持在2 m左右,因此只考慮中部和回風側(cè)氧化帶寬度和采空區(qū)最高溫分析其防滅火效果。

圖3 數(shù)值模擬幾何模型

表2 模型幾何參數(shù)

2.2 不同位置下注CO2方案數(shù)值模擬研究

在采空區(qū)進風側(cè)距工作面不同位置注入CO2,CO2注入流量設(shè)置為720 m3/h,CO2溫度為298 K,進行數(shù)值模擬,模擬結(jié)果如圖4所示。為了直觀反映不同注CO2位置對采空區(qū)的影響,繪制不同注CO2位置對應采空區(qū)回風側(cè)及中部氧化帶寬度和最高溫點溫度的變化曲線,如圖5所示。

圖4 不同位置下注CO2時O2體積分數(shù)場和溫度場(z=0.5 m)

圖5 不同位置對應氧化帶最大寬度和最高溫度的變化曲線

由圖5可知,CO2注入位置在進風側(cè)距工作面10～30 m時,中部氧化帶寬度穩(wěn)定在20 m,在30～50 m,氧化帶寬度有遞增趨勢,增加至23 m;CO2注入位置在10～50 m,回風側(cè)氧化帶寬度先遞減在遞增,在30 m時取得最小值25 m;CO2注入位置從10～50 m,采空區(qū)最高溫先遞減在遞增,在30 m時采空區(qū)最高溫度最低,為310.73 K,在50 m時最大,為312.03 K.綜上所述,CO2最佳注入位置位采空區(qū)進風側(cè)30 m,注入CO2范圍可設(shè)置為20～40 m.

2.3 不同注CO2流量數(shù)值模擬研究

供風量和高低位抽采流量保持不變,在采空區(qū)進風側(cè)距工作面30 m布置CO2注入口,CO2注入流量設(shè)置為360 m3/h、540 m3/h、720 m3/h、900 m3/h、1 080 m3/h和1 360 m3/h,進行數(shù)值模擬結(jié)果如圖6所示。

圖6 不同注入CO2流量時O2體積分數(shù)場和溫度場(z=0.5 m)

為了直觀反映不同注CO2流量對采空區(qū)的影響,繪制不同注CO2流量對應采空區(qū)回風側(cè)及中部氧化帶寬度和最高溫點溫度的變化曲線,如圖7所示。

圖7 不同注入流量對應氧化帶最大寬度和最高溫度的變化曲線

CO2流量從360 m3/h增加至1 360 m3/h,采空區(qū)中部氧化帶寬度與CO2流量呈負相關(guān)關(guān)系;CO2流量從360 m3/h增加至900 m3/h,回風側(cè)氧化帶寬度縮小速度緩慢,繼續(xù)增大流量,注入CO2流量大于900 m3/h,回風側(cè)氧化帶寬度縮小速度加快;注入CO2流量從360 m3/h增加至1 360 m3/h,采空區(qū)高溫點溫度不斷下降,從311.99 K下降至307.86 K,下降了4.13 K.結(jié)合圖6可知,當注入CO2流量達到900 m3/h,對采空區(qū)氧化帶范圍整體控制效果較好。綜上所述,CO2注入流量越大,對采空區(qū)防滅火工作越有利,但在考慮現(xiàn)場經(jīng)濟效益的前提下,現(xiàn)場注入CO2流量設(shè)置為900 m3/h,在高位抽巷內(nèi)監(jiān)測到標志性氣體時,可以加大注入CO2流量,縮小采空區(qū)氧化帶范圍,起到防滅火作用。

2.4 不同溫度CO2數(shù)值模擬研究

供風量保持不變,在進風側(cè)距工作面30 m布置CO2注入口,CO2注入流量設(shè)置為720 m3/h,將CO2注入溫度設(shè)為278 K、283 K、288 K、293 K和298 K,進行注入不同溫度CO2數(shù)值模擬,模擬結(jié)果如圖8所示。

圖8 不同注入溫度時O2體積分數(shù)場和溫度場(z=0.5 m)

為直觀反映注不同溫度CO2對采空區(qū)的影響,繪制不同溫度CO2對應采空區(qū)回風側(cè)及中部氧化帶寬度和最高溫點溫度的變化曲線如圖9所示。

圖9 不同注入溫度對應氧化帶寬度和溫度的變化曲線

注CO2溫度從278 K升高至298 K,采空區(qū)中部氧化帶寬度從13 m增加到20 m,增加了7 m;采空區(qū)回風側(cè)氧化帶從21 m增加至25 m,增加4 m;采空區(qū)最高溫從307.75 K升高至310.73 K,升高2.98 K.注入CO2氣體溫度越低,密度越大,不易被漏風風流吹至采空區(qū)深處,能夠更多地覆蓋在氧化帶范圍內(nèi),且能夠?qū)Σ煽諈^(qū)有一定的降溫效果,整體上注入CO2氣體溫度越低,采空區(qū)防滅火效果越好。

綜上所述,降低注入CO2氣體溫度,能夠縮小采空區(qū)氧化帶范圍和高溫區(qū)域,并使采空區(qū)整體溫度有所下降。注入CO2溫度越低,預防采空區(qū)遺煤自燃效果越好,8406工作面CO2防滅火系統(tǒng)未使用保溫管路,不能實現(xiàn)注入CO2氣體為低溫氣體,可在陽煤五礦類似工作面布置CO2防滅火系統(tǒng)時使用保溫管路,實現(xiàn)注入采空區(qū)的CO2為低溫氣體。

3 現(xiàn)場CO2防滅火效果分析

為了解決8406工作面回采過程中CO體積分數(shù)持續(xù)升高的問題,在8406工作面進行CO2防滅火工作,設(shè)置注入流量為900 m3/min,注入位置為采空區(qū)進風側(cè)距工作面20～40 m,在注入CO2期間,8406工作面、回風巷未出現(xiàn)CO2體積分數(shù)超限情況,高位抽巷內(nèi)CO體積分數(shù)大幅度下降,從注入CO2前的767×10-6下降至12×10-6,由于注入CO2后遺煤能夠盡早進入窒息帶,即使在推進過程中,遇到煤層頂板存在硫結(jié)核的情況,也能夠使硫結(jié)核盡早進入窒息帶,避免進一步誘發(fā)遺煤自燃的情況發(fā)生,注CO2后的CO體積分數(shù)對比效果如圖10所示。

4 結(jié) 語

1) 陽煤五礦15號無煙煤的耗氧速率和放熱強度隨煤溫的變化均符合高斯型函數(shù),且隨煤溫的升高呈指數(shù)型增長趨勢。

2) 陽煤五礦8406工作面最佳注入位置為采空區(qū)進風側(cè)距工作面30 m,注入范圍設(shè)置為采空區(qū)進風側(cè)距工作面20～40 m;隨著注入CO2流量不斷增加,采空區(qū)“S”型氧化帶范圍不斷減小,最佳注入流量設(shè)置為900 m3/min;隨著注入CO2氣體溫度不斷升高,采空區(qū)“S”型氧化升溫帶范圍不斷增加。

3) CO2防滅火技術(shù)在8406工作面采空區(qū)現(xiàn)場應用效果顯著。在CO2注入期間,高抽巷內(nèi)CO體積分數(shù)持續(xù)降低,從767×10-6降低至12×10-6,防滅火效果顯著。

圖10 注入CO2前后高位抽巷內(nèi)CO體積分數(shù)的變化曲線