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        特厚高放頂煤開采注氮煤自燃危險抑制特性研究

        2023-10-26 07:49:32王利新姚志強王曉歡劉振國
        煤礦安全 2023年10期
        關(guān)鍵詞:區(qū)域

        王利新 ,姚志強 ,王曉歡 ,劉振國 ,劉 偉

        (1.山西中煤東坡煤業(yè)有限公司,山西 朔州 036000;2.河南理工大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院,河南 焦作 454000)

        煤自燃是煤礦開采中存在的具有潛在危險性的災(zāi)害現(xiàn)象,其易引發(fā)瓦斯、煤塵爆炸等重大次生災(zāi)害,造成嚴重的環(huán)境污染與資源浪費[1-3]。由于采空區(qū)垮落煤巖隨機垮落分布和復(fù)雜的漏風(fēng)源匯,對煤自燃危險區(qū)域的控制更加艱難[4-5]。高放頂煤工作面可以實現(xiàn)對煤炭資源的高效開采,但容易造成采空區(qū)遺煤量增加,垮落煤巖孔隙較大,采動覆巖裂縫帶較為發(fā)育,導(dǎo)致采空區(qū)漏風(fēng)強度增加,且鄰近工作面漏風(fēng)量最大,漏風(fēng)風(fēng)流除了頂板裂隙漏風(fēng)外,主要由進風(fēng)口進入,回風(fēng)口流出,加劇煤自燃[6-7]。開展高放頂煤工作面采空區(qū)煤自燃風(fēng)險特性分析和防治研究具有重要意義。

        減少采空區(qū)O2體積分數(shù)和分布范圍以及降低煤自燃熱釋放是抑制采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域的有效途徑,國內(nèi)外眾多學(xué)者圍繞采空區(qū)遺煤氧化特性和漏風(fēng)規(guī)律,對采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域分布與防治進行了大量研究[8-10]。王飛等[11]以虎龍溝煤礦為例,分析確定了采空區(qū)抽放、注氮、溫度場、O2場、CH4場影響關(guān)系圖,獲得采空區(qū)合理通風(fēng)、抽采與注氮量;羅新榮等[12-13]基于瓦斯抽采與注氮煤自燃復(fù)合防治理論,模擬并確定注氮防滅火關(guān)鍵技術(shù)方案。部分學(xué)者根據(jù)煤自燃危險區(qū)域,重點研究了采空區(qū)惰性氣體優(yōu)化治理方法。SHI等[14]、XIN 等[15]、ZHANG 等[16]利用數(shù)值模擬方法,研究了氮氣注入條件下采空區(qū)溫度分布與傳熱影響;ZHANG 等[17-18]、LIN 等[19]通過建立CFD 模型,研究了注氮時采空區(qū)氧氣體積分數(shù)分布及危險區(qū)域變化,確定了不同注氮時間的抑制規(guī)律。以上學(xué)者針對采空區(qū)煤自燃防治開展了大量的研究,但對特厚高放頂工作面煤自燃區(qū)域防治尚缺乏研究,特厚高放頂煤工作面采空區(qū)煤自燃防治技術(shù)對煤礦安全生產(chǎn)至關(guān)重要。

        為此,以東坡煤礦915 工作面為背景,基于特厚高放頂煤工作面回采情況,采用實驗和數(shù)值分析的方法,揭示915 工作面采空區(qū)注氮條件下煤自燃抑制特性;實驗研究注氮對煤自燃升溫氧化過程中氣體產(chǎn)物和熱釋放的抑制規(guī)律,數(shù)值模擬采空區(qū)注氮對煤自燃危險區(qū)域的抑制特征;在此基礎(chǔ)上優(yōu)化煤自燃治理方案,為915 工作面安全回采提供技術(shù)保障。

        1 工作面概況與研究方案

        1.1 工作面概況

        東坡煤礦915 綜放工作面走向1 175 m,傾向長130 m,所采煤層為9 煤層,半光亮~半暗型煤為主,含少量暗型煤。煤層賦存穩(wěn)定,煤層厚度16.1~17.2 m,平均厚度16.6 m。煤體視密度 1.45 t/m3。煤層含夾矸4~5 層,夾矸厚度0.1~1.5 m,夾矸為泥巖、砂質(zhì)泥巖,夾矸為泥巖、砂質(zhì)泥巖,煤層傾角 1°~4°,平均 3°。煤層瓦斯含量為1.78~1.83 m3/t,煤層瓦斯含量,工作面最大絕對瓦斯涌出量為 1.09 m3/min,礦井二氧化碳絕對涌出量為3.67 m3/min,屬低瓦斯礦井。煤層最短自然發(fā)火期期為92 d,煤層的自燃傾向性類型為自燃煤層(II 類)。

        實際開采過程中,采礦引起地表裂縫,地面塌陷,導(dǎo)致采空區(qū)漏風(fēng)加劇,工作面采高3.4 m,放煤厚度為13.2 m,采空區(qū)遺煤量大。

        1.2 研究方案

        通過氧化和放熱實驗,結(jié)合CFD 方法,研究注氮對煤自燃氧化抑制特性與采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域惰化特性,揭示注氮對煤自燃的抑制規(guī)律,優(yōu)化采空區(qū)防滅火關(guān)鍵技術(shù)方案。研究過程如圖1。

        圖1 研究方案Fig.1 Research programme

        2 實驗準備

        采用河南理工大學(xué)自主研發(fā)的深部開采煤氧化自燃特性測試系統(tǒng)開展煤體升溫氧化特性實驗,實驗選取200 g 粒徑為5~10 mm 的煤樣,實驗中設(shè)置溫升為30~200 ℃,升溫速率為1 ℃/min,通入空氣流量為100 mL/min,升溫過程中每隔3 min將氣體產(chǎn)物通入GC-4000A 氣相色譜中,進行氣體產(chǎn)物檢測。

        采用C600 微量熱儀開展煤體熱釋放特性實驗,實驗選取500 mg 粒徑小于1 mm 的煤樣,實驗中設(shè)置溫升為30~200 ℃,升溫速率為1 ℃/min,氧氣與氮氣通入配氣室,控制配氣室出口流量為50 mL/min,C600 微量熱儀自動采集相應(yīng)的熱流數(shù)據(jù)并傳輸至計算機。

        3 理論分析與模型構(gòu)建

        3.1 理論分析

        為獲得注氮對采空區(qū)煤自燃的影響,必須預(yù)先確定煤體的氧化動力學(xué)特征,實驗分析可為數(shù)值模擬提供參考。實驗過程中煤體內(nèi)各點O2體積分數(shù)的變化主要與空氣對流、分子擴散和紊流擴散、煤氧作用等因素有關(guān)。煤樣內(nèi)O2體積分數(shù)分布的對流-擴散方程為[20-21]:

        式中: Γ為O2在破碎煤體中的擴散系數(shù);C為O2體積分數(shù),%;u為孔隙中氣流的平均速度,m/s;VO2(Tc)為耗氧速率,mol/(cm3·s);t為時間,s;Tc為煤樣溫度, ℃;n1為反應(yīng)級數(shù),取1。

        假設(shè)實驗罐體內(nèi)的風(fēng)流僅做軸向流動且流速恒定,則煤的耗氧速率與O2體積分數(shù)有關(guān),煤體耗氧速率可確定為:

        式中:Q為實驗風(fēng)流強度,mL/min;C0為標準狀態(tài)下O2體積分數(shù),%;C1、C2分別為進出口O2體積分數(shù),%;S為爐膛截面積,cm2; ΔZ為樣品罐高度,cm。

        采空區(qū)松散煤體氧化放出熱量,同時通過煤巖層的熱傳導(dǎo)及風(fēng)流中的對流散熱形成熱損失。根據(jù)Arrhenius 定律,假設(shè)煤氧化反應(yīng)過程中遵循反應(yīng)級數(shù)模型,則煤的氧化反應(yīng)速率可以表示為[22-23]:

        式中:q(Tc)為 熱釋放強度,mW;A為指前因子,s-1;Ea為表觀活化能,kJ/mol;m為反應(yīng)物質(zhì)量,忽略質(zhì)量變化,即m=m0;R為氣體常數(shù),為8.314 J/(K·mol);Δq為單位反應(yīng)物釋放的熱量,J/g;m0為反應(yīng)物初始質(zhì)量,g。

        由于體系消耗的反應(yīng)物較少,因此近似認為煤體質(zhì)量不變,得到煤體熱釋放關(guān)系式:

        式中:Δq(Tc)為放熱量,10-3J/g。

        可將采空區(qū)遺煤、矸石和混合氣體視為各向同性、均勻分布的多孔介質(zhì),忽略采空區(qū)氣流熱膨脹、水汽蒸發(fā)和瓦斯解析的影響,則采空區(qū)流場在數(shù)學(xué)模型中可以描述為氣體在多孔介質(zhì)中的滲流流動,其滲透率K滿足[24]:

        式中:D為采空區(qū)多孔介質(zhì)中煤和巖石的平均粒徑,取平均值0.015;n為采空區(qū)孔隙率。

        針對采空區(qū)不同位置處孔隙率沿用經(jīng)驗公式進行計算:

        式中:x為采空區(qū)某點距工作面距離,m;L為工作面長度,m;y為采空區(qū)某點距底板高度,m。

        3.2 模型構(gòu)建

        針對915 工作面采空區(qū)注氮對煤自燃危險的抑制性研究,采用Fluent 模擬軟件進行數(shù)值分析。根據(jù)工作面的實際工程條件,經(jīng)理論計算,915 工作面開采后垮落帶高度為8 m,建立的采場物理模型如圖2。

        圖2 物理模型圖Fig.2 Physical model diagram

        采空區(qū)長250 m、寬130 m、高30 m,進、回風(fēng)巷道斷面尺寸為3 m×5 m,長20 m,工作面斷面尺寸為3 m×8 m。注氮口位置如圖2,注氮方式采用隨采隨注的方式,注氮管位于進風(fēng)側(cè)聯(lián)巷內(nèi),即進風(fēng)一側(cè)分別距工作面40、60、80、100、120 m 位置進行注氮,注氮管徑為150 mm。坐標原點位于回風(fēng)側(cè)工作面與采空區(qū)交界點。

        3.3 邊界條件

        依據(jù)工作面風(fēng)量計算結(jié)果確定915 工作面總風(fēng)量為1 001 m3/min,上方進風(fēng)巷為速度入口,進風(fēng)風(fēng)流為新鮮風(fēng)流,入口氧氣體積分數(shù)為21%,即9.375 mol/m3,回風(fēng)巷設(shè)置為壓力出口類型,入口和出口溫度均為300 K。注氮口以0.15 m/s 的速度注入體積分數(shù)為97%的氮氣。采空區(qū)初始壓力為標準大氣壓,初始氧氣體積分數(shù)為0,初始溫度為300 K,其余固體邊界為無滑移壁面。采空區(qū)耗氧速率、瓦斯涌出強度、孔隙率分布函數(shù)均采用UDF 編譯,并通過Setup 加載到數(shù)值模擬計算中。

        視正常工作面推移速度恒定,即以1 d 為1 個開采周期,則采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域隨開采推進在每1 個周期內(nèi)動態(tài)恒定變化,因此模擬結(jié)果均為1 個周期結(jié)點的狀態(tài)。

        4 結(jié)果分析

        為獲得915 工作面回采注氮時采空區(qū)遺煤自燃抑制規(guī)律,需要對煤體氧化自燃過程和采空區(qū)危險區(qū)域的氮氣抑制特性進行分析。

        4.1 注氮對煤自燃過程抑制性

        4.1.1 煤自燃過程氣體產(chǎn)物

        煤自燃過程氣體產(chǎn)物是判斷煤體氧化自燃狀態(tài)的重要標志,對比分析空氣氛圍和高體積分數(shù)氮氣氛圍下煤體氧化自燃氣體產(chǎn)物規(guī)律,可獲得注氮對煤自燃的影響判定。實驗過程中其氣體產(chǎn)物體積分數(shù)變化趨勢如圖3。

        圖3 煤自燃過程氣體產(chǎn)物曲線Fig.3 Gas products curves during coal spontaneous combustion

        由圖3 可知:未注氮時CO、CO2和CH4在65 ℃時開始緩慢出現(xiàn),其生成量隨煤溫的升高基本呈指數(shù)上升趨勢;溫度達到80 ℃時,C2H6出現(xiàn),表明煤樣在該溫度開始發(fā)生化學(xué)氧化反應(yīng),此時CO、CO2體積分數(shù)增加變快,注氮時此溫度點相對滯后20 ℃;CO 在低溫時生成較少,未注氮時煤溫達到125 ℃之后迅速增加,表明煤樣開始迅速氧化,物理吸附變?nèi)?,化學(xué)吸附和化學(xué)反應(yīng)占據(jù)主導(dǎo);注氮時由于相對氧氣體積分數(shù)低,煤自燃過程處于貧氧反應(yīng)狀態(tài),整體上氣體產(chǎn)物大幅度降低,且CO 體積分數(shù)高于CO2,這是因為煤的不完全氧化反應(yīng)所致;C2H4的出現(xiàn)表明煤體加速氧化,且CH4和C2H6體積分數(shù)增加變快,其所對應(yīng)的溫度點未注氮時為100 ℃時,注氮時為130 ℃;隨著溫度持續(xù)上升,所有氣體產(chǎn)物已開始大量生成,煤樣發(fā)生劇烈升溫氧化;同時,由于高體積分數(shù)氮氣環(huán)境抑制了煤自燃過程,使得氣體產(chǎn)物大幅度降低。

        4.1.2 煤自燃過程耗氧速率

        氧氣含量是分析氣體動力學(xué)的基礎(chǔ)參數(shù),實驗中產(chǎn)生氧氣體積分數(shù)和耗氧速率如圖4。煤體升溫氧化過程是煤氧物理吸附、化學(xué)吸附和化學(xué)反應(yīng)綜合作用的結(jié)果,氧氣體積分數(shù)降低是其綜合作用的直接表現(xiàn)。

        圖4 煤自燃過程氣耗氧曲線Fig.4 Oxygen consumption curves during coal spontaneous combustion

        由圖4 可知:煤體氧氣消耗與溫度升高呈負相關(guān),且與氧含量息息相關(guān)。未注氮時,溫度在低于40 ℃范圍內(nèi),O2體積分數(shù)集中在20.4%左右;當(dāng)溫度在65 ℃左右時O2體積分數(shù)迅速下降,表明此溫度點煤體開始發(fā)生氧化反應(yīng);溫度達到120 ℃后O2體積分數(shù)趨于穩(wěn)定。注氮時,煤自燃過程由于氧氣體積分數(shù)不足而嚴重滯緩,在100 ℃才開始緩慢氧化。隨著溫度升高,耗氧速率在低溫階段變化較小,溫度越高耗氧速率越大,隨溫升滿足冪函數(shù)增加。這是由于溫度升高,煤體內(nèi)部經(jīng)歷了從物理吸附到化學(xué)反應(yīng)過程,其裂解產(chǎn)生了大量耗氧官能團和活性基團,耗氧量增多,使得耗氧速率不斷增大。煤體注氮時耗氧速率遠低于空氣環(huán)境的耗氧速率,獲得該礦煤體氧化耗氧速率VO2滿足以下關(guān)系式:

        4.1.3 煤自燃過程熱釋放分析

        當(dāng)進行采空區(qū)注氮時,煤體與氧氣的氧化反應(yīng)進程被削弱,煤體的氧化熱釋放過程也被有效抑制。為了分析氮氣對煤體氧化放熱過程的抑制性效果,對煤體做氧化放熱實驗。煤自燃過程熱釋放曲線如圖5。

        圖5 煤自燃過程熱釋放曲線Fig.5 Heat release curves during coal spontaneous combustion

        如圖5 中dHF 曲線為熱釋放加速度曲線,隨著溫度升高,煤體熱釋放過程熱流變化先減小后增加,熱釋放加速度持續(xù)波動上升。對比熱釋放特征溫度點,注氮相對于未注氮時初始放熱溫度點T1向后推移14 ℃,表明氮氣使得煤體升溫氧化起點推遲,這是由于注氮時,煤體環(huán)境中氧氣含量大幅度降低,使得煤氧反應(yīng)變得遲緩;T0~T1為初始氧化階段,此過程煤體本身含有的水分會蒸發(fā)吸收大量的熱量,煤體以吸熱為主,熱流值逐漸下降。完全放熱點T2為熱流曲線與0 mW 交點,未注氮時為150 ℃,注氮時為154 ℃,注氮時相對于未注氮條件有所滯后,整體呈現(xiàn)出增長趨勢;T1~T2為緩慢氧化階段,此階段熱流曲線不斷上升,dHF 值變化較小,其整體放熱量逐漸大于吸熱量;煤體發(fā)生氧化時煤分子內(nèi)部結(jié)構(gòu)中的化學(xué)鍵斷裂,熱量環(huán)境可以加速這一過程,而注氮時使得煤體所處環(huán)境溫度降低,因此需要更高的溫度;對比終止溫度點T3熱流值,注氮時熱流值遠小于未注氮時熱流值;T2~T3為加速氧化階段,T2之后宏觀表現(xiàn)為完全放熱,放熱量大于吸熱量,dHF 的變化速率也呈直線上升,煤體加速氧化放熱。

        同時,以初始放熱溫度點對應(yīng)的熱流值為基線,對熱流曲線進行積分得到煤體累計放熱量,未注氮時放熱量為1 387.64 J/g,注氮時放熱量為263.75 J/g。注氮時放熱量是未注氮時放熱量的5.67 倍,在高體積分數(shù)氮氣環(huán)境中,煤分子中的活性集團等被大量抑制,即煤氧反應(yīng)減弱,熱釋放量大幅度降低。

        根據(jù)式(4),計算得到未注氮時煤體活化能Ea為46.41 kJ/mol,指前因子A為1.7×105s-1,注氮時煤體活化能Ea為8.28 kJ/mol,指前因子A為2.4×103s-1,由此為數(shù)值模擬UDF 編寫提供了依據(jù)。

        4.2 注氮對煤自燃危險區(qū)域抑制性

        4.2.1 煤自燃危險區(qū)域分布

        為探究采空區(qū)不同注氮位置對煤自燃危險區(qū)域的抑制影響,尋求最優(yōu)化設(shè)計,首先需要對正常開采中煤自燃危險區(qū)域進行判定。利用氧氣體積分數(shù)7%~18%的劃分標準對采空區(qū)自燃“三帶”進行劃分,煤自燃危險區(qū)域分布如圖6。

        圖6 煤自燃危險區(qū)域分布Fig.6 Coal spontaneous combustion risk zone distribution

        由圖6 可知:穩(wěn)定回采時,采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域近似呈“扇形”分布,氧氣體積分數(shù)隨進風(fēng)風(fēng)流進入向采空區(qū)深部不斷衰減,這是因為隨著深入采空區(qū),煤巖體碎脹程度增大,風(fēng)流阻力增加,氧氣體積分數(shù)逐漸降低;采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域為深入采空區(qū)57~120 m,煤的氧化過程中,氧氣通過破碎煤巖體孔隙通道進入采空區(qū),為煤體發(fā)生氧化升溫提供充分的物質(zhì)基礎(chǔ),危險區(qū)域內(nèi)溫度分布隨氧氣含量減少呈現(xiàn)“低-高-低”的變化規(guī)律,其中最高溫度集中在危險區(qū)內(nèi)偏散熱帶一側(cè),最高溫度達到328 K。

        4.2.2 不同注氮位置煤自燃危險區(qū)域分布

        不同注氮位置下采空區(qū)煤自燃危險劃分區(qū)域如圖7,進風(fēng)側(cè)氧氣體積分數(shù)變化曲線如圖8。

        圖7 不同注氮位置危險區(qū)域分布Fig.7 Oxygen concentration distribution at different nitrogen injection locations

        圖8 進風(fēng)側(cè)氧體積分數(shù)變化曲線Fig.8 Oxygen concentration curves at inlet side

        由圖7 可知,注入氮氣對采空區(qū)局部區(qū)域的氧含量具有明顯地稀釋與驅(qū)散效果,注氮口位置氧體積分數(shù)降幅最明顯,隨著注氮位置與工作面的距離增加,采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域呈現(xiàn)差異收縮趨勢。以圖7(a)為對比基礎(chǔ),與未注氮時相比,由于位于注氮口1 位置尚位于散熱帶且進風(fēng)側(cè)含氧漏風(fēng)風(fēng)流強,危險區(qū)域抑制效果弱,但注氮口下游區(qū)域氧氣體積分數(shù)有所降低。當(dāng)注氮口位于2 位置時,進風(fēng)側(cè)危險區(qū)局部氧含量大幅度降低,且注氮口下游氧氣體積分數(shù)均降到7%以下。當(dāng)注氮口位于3 和4 位置時,則對危險區(qū)抑制效果減弱。

        由圖8 可知:進風(fēng)側(cè)氧氣體積分數(shù)的變化以進風(fēng)口為起點隨深入采空區(qū)不斷降低,危險區(qū)起始位置各不相同,分別為距工作面33.4、52.7、58.4、61.2、61.8 m;注氮口附近區(qū)域氧氣體積分數(shù)降至7%以下,距離注氮口下游時氧氣體積分數(shù)有回升現(xiàn)象,隨后又逐漸穩(wěn)定降低,究其原因,采空區(qū)多孔介質(zhì)本身對氣流流動有一定的阻力作用,注氮時氮氣抑制作用大于漏風(fēng)風(fēng)流滲透作用,當(dāng)氧氣穿過注氮口時,其滲透能力被破壞,使得注氮惰化效果好,抑制區(qū)間大,而距注氮口越遠,氮氣抑制效果減弱,導(dǎo)致氧氣體積分數(shù)有小幅度回升;另外,注氮口位于3 位置時,危險區(qū)的氧氣體積分數(shù)全部降到7%以下,危險區(qū)域大幅度收縮。

        由此可見,注氮位置改變對采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域抑制性差異明顯。

        4.2.3 溫度分布

        注氮過程中,注氮口的移動不僅使采空區(qū)危險區(qū)的覆蓋區(qū)域發(fā)生變化,同時影響了采空區(qū)內(nèi)部遺煤的自燃氧化進程,采空區(qū)危險區(qū)域內(nèi)的溫度分布是對煤自燃進程的客觀反映。為進一步考察注氮對采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域的抑制效果,對采空區(qū)危險區(qū)域內(nèi)溫度分布進行模擬分析,不同注氮位置溫度分布如圖9。

        圖9 不同注氮位置溫度分布Fig.9 Temperature distribution at different nitrogen injection locations

        由圖9 可知,危險區(qū)內(nèi)的溫度呈現(xiàn)不規(guī)則分布,且隨注氮位置改變與氧氣體積分數(shù)分布變化趨勢相似,隨注氮位置深入采空區(qū),具體表現(xiàn)為溫度變化主要集中在注氮口附近區(qū)域,對比未注氮時溫度區(qū)域有收縮趨勢,但隨注氮位置深入采空區(qū)高溫集中區(qū)域溫度降低不明顯。當(dāng)注氮口位于2 位置時,表現(xiàn)為高溫局部區(qū)域驟降。主要原因是氮氣對空間內(nèi)氧氣具有驅(qū)替作用,使采空區(qū)深部因氧氣含量不足而使遺煤不能氧化自燃,注入氮氣后,可使采空區(qū)內(nèi)和采空區(qū)周圍介質(zhì)的溫度降低,起到冷卻降溫作用。

        4.2.4 危險區(qū)域抑制面積

        對不同注氮位置下的煤自燃危險區(qū)域進行積分,獲得的采空區(qū)危險區(qū)域面積及注氮惰化面積如圖10,注氮后危險區(qū)域面積明顯縮小。

        圖10 不同注氮位置危險區(qū)域抑制面積Fig.10 Suppression area of risk zone at different nitrogen injection locations

        由圖10 可知:未注氮時采空區(qū)危險區(qū)域面積為6 992.97 m2,由于注氮口1 位置處于漏風(fēng)散熱區(qū),特別是進風(fēng)側(cè)氧氣體積分數(shù)高,含氧漏風(fēng)風(fēng)流穿越注氮口繼續(xù)擴散,導(dǎo)致危險區(qū)域面積反而增加了153.4 m2;隨著注氮口處于危險區(qū)內(nèi),采空區(qū)中部及深部區(qū)域固相煤體逐漸被壓實,漏風(fēng)阻力增大,故氧含量減少,氮氣抑制作用增強,注氮口2、3、4、5 注氮時危險區(qū)域抑制面積依次占比為12.28%、32.71%、39.71%、44.09%,抑制區(qū)域面積依次增加;當(dāng)注氮口位于3 位置時,抑制區(qū)域面積增幅最大。

        4.3 注氮位置優(yōu)化與工程應(yīng)用

        工作面推進過程中,采空區(qū)復(fù)雜漏風(fēng)供氧、多組分氣體傳輸和遺煤氧化升溫過程往往具有不確定性,而注氮位置對采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域抑制效果至關(guān)重要,因此,為了達到高效抑制采空區(qū)煤自燃的目的,綜合注氮前后煤自燃區(qū)域內(nèi)的溫度和氧氣體積分數(shù)分布結(jié)果,對注氮方案進行優(yōu)化,選擇注氮口2 和注氮口3 同時對危險區(qū)進行注氮,煤自燃危險區(qū)域分布結(jié)果如圖11。

        圖11 煤自燃危險區(qū)域分布Fig.11 Coal spontaneous combustion risk zone distribution

        為進一步檢驗采空區(qū)注氮對煤自燃危險區(qū)域的抑制效果,對915 工作面進風(fēng)側(cè)1 個回采周期內(nèi)氧濃度和溫度進行監(jiān)測,監(jiān)測結(jié)果見表1。

        表1 氧氣體積分數(shù)、溫度監(jiān)測結(jié)果Table 1 Oxygen concentration, temperature monitoring results

        結(jié)果表明,采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域內(nèi)的煤體氧化進程受到了2 個注氮口氮氣注入的同時抑制作用,進風(fēng)側(cè)氧氣在進入危險區(qū)內(nèi)時便無法繼續(xù)擴散,危險區(qū)內(nèi)氧氣體積分數(shù)大范圍削弱,危險區(qū)域抑制面積依次占比達到47.25%,溫度急劇降低。

        5 結(jié) 語

        1)特厚高放頂煤工作面采空區(qū)遺煤量大,漏風(fēng)現(xiàn)象嚴重,基于915 工作面回采情況,對未注氮與注氮情況下的煤體煤氧化自燃過程進行分析。CO、CO2和CH4出現(xiàn)的溫度點分別為65、80、100 ℃,加速氧化時C2H4氣體出現(xiàn)的溫度點為130 ℃。同時,根據(jù)煤體耗氧情況獲得了耗氧速率方程式。

        2)氮氣環(huán)境不僅減緩了煤氧反應(yīng)進程,并且降低了反應(yīng)熱釋放量。對未注氮與注氮情況下的煤體氧化自燃熱釋放進行分析,煤體熱流變化先減小后增加,放熱量分別為1 387.64、263.75 J/g,計算得到未注氮時煤體活化能Ea為46.41 kJ/mol,指前因子A為1.7×105s-1,注氮時煤體活化能Ea為8.28 kJ/mol,指前因子A為2.4×103s-1。

        3)未注氮時,采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域為深入采空區(qū)58~120 m,危險區(qū)域內(nèi)溫度分布隨氧氣含量減少呈現(xiàn)“低-高-低”的變化規(guī)律,最高溫度達到328 K。不同注氮位置下采空區(qū)煤體進入危險區(qū)的起始位置分別為33.4、52.7、58.4、61.2、61.8 m,溫度變化主要集中在注氮口附近區(qū)域;注氮口2、3、4、5 注氮時危險區(qū)域抑制面積依次占比為12.28%、32.71%、39.71%、44.09%。

        4)不同注氮位置使得采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域差異收縮。選擇注氮口2 和注氮口3 同時對危險區(qū)進行注氮,采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域內(nèi)的煤體氧化進程受到了2 個注氮口氮氣注入的同時抑制作用,抑制效果好。模擬結(jié)果可為采空區(qū)煤自燃防治提供較好的可視化表征。

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