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。