工程科学学报，第38卷，第10期：1350-1358,2016年10月 Chinese Journal of Engineering,Vol.38,No.10:1350-1358,October 2016 D0l:10.13374/j.issn2095-9389.2016.10.002:http://journals..ustb.edu.cn 非均质孔隙率采空区氧化升温规律四维动态模拟 周佩玲”，张英华”，黄志安区，袁飞2》，高玉坤)，王辉”，孙倩” 1)北京科技大学金属矿山高效开采与安全教有部重点实验室，北京1000832)北京科技大学治金与生态工程学院，北京100083 3)北京科技大学钢铁治金新技术国家重点实验室，北京100083 ☒通信作者，E-mail:huang-za@qg.com 摘要运用Fuet动网格模型实现采空区的四维动态变化，并用用户自定义函数将煤低温氧化动力学机理及非均质孔隙 率函数编入Fut中，结合时间和空间，对U+L型通风系统采空区升温规律进行四维动态模拟研究.研究表明：非均质孔隙 率四维动态模型能更真实地反应孔隙率的空间与时间变化，空间某一位置的孔隙率随时间呈负指数递减：工作面推进速度越 大，采空区升温速率越小，推进速度为3.6m"d1时平均升温速率仅为推进速度为1.2m·d时的1/5：然而，推进速度越大，高 温点的深度越大，不利于自燃的预防：尾巷的存在使得温度场范围扩大，温度升高，C0主要从尾巷流出，尾巷释放的C0量是 回风巷C0释放量的10倍.最后利用现场实测的数据对结果进行验证，表明模拟结果是正确可信的. 关键词采空区：非均质孔隙率：煤燃烧：氧化升温：四维：动态模拟 分类号TD75·2 4D dynamic simulation of coal oxidation heating law in gobs with heterogeneous porosity ZHOU Pei--Hing》,ZHANG Ying-hua》,HUANG Zhi--ane,YUAN Fei2,3》,GA0Yu-hun',WANG Hui,SUN Qian” 1)Key Laboratory of High-Efficient Mining and Safety of Metal Mines (the Ministry of Education),University of Science and Technology Beijing, Beijing 100083,China 2)School of Metallurgical and Ecological Engineering,University of Science and Technology Beijing,Beijing 100083,China 3)State Key Laboratory of Advanced Metallurgy,University of Science and Technology Beijing,Beijing 100083,China Corresponding author,E-mail:huang_za@qq.com ABSTRACT Using the Fluent dynamic mesh model to realize the 4D dynamic movement of a gob and inputting the kinetic mecha- nism of coal low-temperature oxidation and the dynamic change of heterogeneous porosity into Fluent through the user defined function, 4D dynamic simulation is performed on the spontaneous heating law in a gob for U+L ventilation of a certain mine.The results show that unsteady heterogeneous porous media can be more realistic in response to the change of porosity,which exponentially decreases with time.The greater the advancing speed of the working face,the smaller the heating rate,and the average heating rate at an advan- cing speed of 3.6md is 1/5 of that at an advancing speed of 1.2m'd.However,the higher the advancing speed,the deeper the depth of the high temperature region,which is unfavorable for the prevention from spontaneous combustion of coal.Because of the existence of a tail roadway in the gob,the temperature field expands,the temperature rises,the main way to release CO is the tail roadway,and the amount of CO from the tail roadway is 10 times that from the outlet.Finally,the results are verified by the field test data,indicating that the simulation results are correct and reliable. KEY WORDS gobs;heterogeneous porosity:coal combustion:oxidation heating:four-dimensional:dynamic simulation 收稿日期：201603-29 基金项目：国家自然科学基金资助项目(51474017)：新疆维吾尔族自治区基金资助项目(2014211013)
工程科学学报，第 38 卷，第 10 期: 1350--1358，2016 年 10 月 Chinese Journal of Engineering，Vol． 38，No． 10: 1350--1358，October 2016 DOI: 10． 13374 /j． issn2095--9389． 2016． 10． 002; http: / /journals． ustb． edu． cn 非均质孔隙率采空区氧化升温规律四维动态模拟 周佩玲1) ，张英华1) ，黄志安1) ，袁 飞2，3) ，高玉坤1) ，王 辉1) ，孙 倩1) 1) 北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京 100083 2) 北京科技大学冶金与生态工程学院，北京 100083 3) 北京科技大学钢铁冶金新技术国家重点实验室，北京 100083 通信作者，E-mail: huang_za@ qq． com 摘 要 运用 Fluent 动网格模型实现采空区的四维动态变化，并用用户自定义函数将煤低温氧化动力学机理及非均质孔隙 率函数编入 Fluent 中，结合时间和空间，对 U + L 型通风系统采空区升温规律进行四维动态模拟研究． 研究表明: 非均质孔隙 率四维动态模型能更真实地反应孔隙率的空间与时间变化，空间某一位置的孔隙率随时间呈负指数递减; 工作面推进速度越 大，采空区升温速率越小，推进速度为 3. 6 m·d － 1时平均升温速率仅为推进速度为 1. 2 m·d － 1时的 1 /5; 然而，推进速度越大，高 温点的深度越大，不利于自燃的预防; 尾巷的存在使得温度场范围扩大，温度升高，CO 主要从尾巷流出，尾巷释放的 CO 量是 回风巷 CO 释放量的 10 倍． 最后利用现场实测的数据对结果进行验证，表明模拟结果是正确可信的． 关键词 采空区; 非均质孔隙率; 煤燃烧; 氧化升温; 四维; 动态模拟 分类号 TD75 + 2 收稿日期: 2016--03--29 基金项目: 国家自然科学基金资助项目( 51474017) ; 新疆维吾尔族自治区基金资助项目( 2014211B013) 4D dynamic simulation of coal oxidation heating law in gobs with heterogeneous porosity ZHOU Pei-ling1) ，ZHANG Ying-hua1) ，HUANG Zhi-an1) ，YUAN Fei2，3) ，GAO Yu-kun1) ，WANG Hui1) ，SUN Qian1) 1) Key Laboratory of High-Efficient Mining and Safety of Metal Mines ( the Ministry of Education) ，University of Science and Technology Beijing， Beijing 100083，China 2) School of Metallurgical and Ecological Engineering，University of Science and Technology Beijing，Beijing 100083，China 3) State Key Laboratory of Advanced Metallurgy，University of Science and Technology Beijing，Beijing 100083，China Corresponding author，E-mail: huang_za@ qq． com ABSTＲACT Using the Fluent dynamic mesh model to realize the 4D dynamic movement of a gob and inputting the kinetic mechanism of coal low-temperature oxidation and the dynamic change of heterogeneous porosity into Fluent through the user defined function， 4D dynamic simulation is performed on the spontaneous heating law in a gob for U + L ventilation of a certain mine． The results show that unsteady heterogeneous porous media can be more realistic in response to the change of porosity，which exponentially decreases with time． The greater the advancing speed of the working face，the smaller the heating rate，and the average heating rate at an advancing speed of 3. 6 m·d － 1 is 1 /5 of that at an advancing speed of 1. 2 m·d － 1 ． However，the higher the advancing speed，the deeper the depth of the high temperature region，which is unfavorable for the prevention from spontaneous combustion of coal． Because of the existence of a tail roadway in the gob，the temperature field expands，the temperature rises，the main way to release CO is the tail roadway，and the amount of CO from the tail roadway is 10 times that from the outlet． Finally，the results are verified by the field test data，indicating that the simulation results are correct and reliable． KEY WOＲDS gobs; heterogeneous porosity; coal combustion; oxidation heating; four-dimensional; dynamic simulation
周佩玲等：非均质孔隙率采空区氧化升温规律四维动态模拟 ·1351· 采空区遗煤自燃是煤矿灾害的主要来源之一，严 尼乌斯活化能，由化学动力学实验可以得到：T是温 重威胁煤矿安全生产-.采空区遗煤的自燃是受漏 度，K;n是反应级数，煤和其他含碳材料低温氧化，n 风、氧化放热、瓦斯涌出、工作面推进等多因素作用的 的取值范围为0.5~1，取一般经验值为1，这也符合我 结果.其中，工作面的动态推进是影响采空区遗煤自 国的煤体参数.因此，煤氧反应的速率方程为式 燃的重要因素.目前，国内外学者在煤氧复合反应 (2).通过用户自定义函数开源编程将反应速率加载 的基础上，建立了三维采空区自燃数学模型，运用多 至Fluent多场耦合数学模型中. 场耦合的方法，研究了U型通风三维采空区自然发火 r=ACo.exp (-E/RT). (2) 规律.李宗翔等B,刀开发了G3程序对采空区进行动态 煤氧反应放出热量，采空区散热量主要是由于漏 模拟，描述了U型采空区工作面推进过程中采空区内 风流的存在，受进回风巷压差及风量的影响，煤氧低温 漏风流态等分布规律；时国庆等圆利用Fluent中的用 氧化初期，则能量输运方程四为 户自定义函数(UDF)导入随时间变化的动属性，在定 网格的条件下对采空区的氧浓度场进行数值模拟；对 epn()p. dt 于有尾巷存在的U+L型通风采空区的研究，杨胜强 和邵昊等9-0运用Fluent软件就尾巷对采空区流场和 +"哥+u）= dy 瓦斯涌出的影响方面进行了研究 上述对采空区流场或温度场的研究都建立在静 ()+0c,n. (3) 态的基础上，有关于工作面推进的研究也是假设采 式中：是孔隙率：P和p.分别是气体和固体的密度， 空区实体是静态的，与时间相关的属性只是在定区 gcm3:c和ce分别是气体和固体的比热容，J·g· 域内的变化，即可研究采空区内固相煤体并没有变 K1;1为时间，s;入是煤基有效导热系数，入，和入.分别 化，是实际情况的一种假设：同时，研究对象都是· 是空气和煤的导热系数，J小cmsK:Q(C,T)是 型通风采空区，对于+L通风采空区的研究仅做到 煤氧反应的反应热，与温度和氧气浓度及比表面积有 对流场的稳态研究，没有对升温过程的进一步研究 关，所以有 成果.然而，实际的采空区是受空间和时间动态变化 入m=e入.+(1-e）·A.,Q(C,T)=H..C.r-S 影响的非稳态结果，工作面后煤岩不断垮落，采空区 其中H,为标准生成焓，kJ·mol:对于单个球形小颗粒 不断扩大，孔隙率不仅在空间上具有非均质性，而且 随时间不断变化，从而影响采空区内的传热和传质 的比表面积5。==合D是粒子的直径，V和S分 过程.工作面的动态推进对温度场及氧浓度场的影 别是理想球体的表面积和体积，而对于单元体而言，比 响最大，而对其他场的影响可以忽略不计2-切.因 此，本文基于山西某矿的现场要求，利用Fluent中的 表面积=1-8)二， ,所以S=61-ea D 动网格模型，实现采空区工作面的动态推进，该模型 煤矿现场广泛采用C0作为煤自燃早期识别与预 具备动网格动属性及动边界条件：同时，运用用户自 测的标志性气体.根据传质学理论，采空区内气体组 定义函数将煤氧反应动力学机理及孔隙率与空间、 分方程为国： 时间的函数导入luent中，建立具有尾巷的U+L型 a(pC,) div (puC,)div (D,grad (pC,))+P.(4) 采空区，对该矿孔隙率的非均质性和动态推进采空 at 区氧化升温过程进行研究：最后，通过现场测温数据 式中，C为s组分气体的质量分数：u是流经单元体 对模拟结果进行验证 的气体流速，m·s;D,为该组分的扩散系数，cm2· 1采空区非稳态四维动态模型 s:P,为该组分在体系内单位时间单位体积的质量 变化率（即0，或C0的变化量）.通过用户自定义函 1.1采空区煤低温氧化动力学数学模型的建立 数将P,作为源项编入数学模型中进行解算，本文将 煤氧发生低温氧化，消耗氧气，产生热量，产生 煤与氧气在低温条件下的氧化视为主要是化学反 C0,C0,等，是一个复杂的氧化动力学过程4.根 应，所以O2的消耗和C0的产生符合以下公式： 据煤氧化学反应动力学中的反应速率方程： Souce_O2 =-0.032r:Source_CO =0.056r,r(1) r=ACo.exp (E/RT). (1) 的反应速率. 式中：化学反应速率r是反应物的函数，kmol·m3· 为了研究采空区遗煤的低温氧化规律，假定采空 s:A是反应指前因子，C。,是氧气质量分数；E为阿累 区是由破碎的岩体和遗煤组成，数学模型为：
周佩玲等: 非均质孔隙率采空区氧化升温规律四维动态模拟 采空区遗煤自燃是煤矿灾害的主要来源之一，严 重威胁煤矿安全生产［1--2］． 采空区遗煤的自燃是受漏 风、氧化放热、瓦斯涌出、工作面推进等多因素作用的 结果． 其中，工作面的动态推进是影响采空区遗煤自 燃的重要因素［3--5］． 目前，国内外学者在煤氧复合反应 的基础上，建立了三维采空区自燃数学模型［6］，运用多 场耦合的方法，研究了 U 型通风三维采空区自然发火 规律． 李宗翔等［3，7］开发了 G3 程序对采空区进行动态 模拟，描述了 U 型采空区工作面推进过程中采空区内 漏风流态等分布规律; 时国庆等［8］利用 Fluent 中的用 户自定义函数( UDF) 导入随时间变化的动属性，在定 网格的条件下对采空区的氧浓度场进行数值模拟; 对 于有尾巷存在的 U + L 型通风采空区的研究，杨胜强 和邵昊等［9--11］运用 Fluent 软件就尾巷对采空区流场和 瓦斯涌出的影响方面进行了研究． 上述对采空区流场或温度场的研究都建立在静 态的基础上，有关于工作面推进的研究也是假设采 空区实体是静态的，与时间相关的属性只是在定区 域内的变化，即可研究采空区内固相煤体并没有变 化，是实际情况的一种假设; 同时，研究对象都 是 U 型通风采空区，对于 U + L 通风采空区的研究仅做到 对流场的稳态研究，没有对升温过程的进一步研究 成果． 然而，实际的采空区是受空间和时间动态变化 影响的非稳态结果，工作面后煤岩不断垮落，采空区 不断扩大，孔隙率不仅在空间上具有非均质性，而且 随时间不断变化，从而影响采空区内的传热和传质 过程． 工作面的动态推进对温度场及氧浓度场的影 响最大，而对其他场的影响可以忽略不计［12--13］． 因 此，本文基于山西某矿的现场要求，利用 Fluent 中的 动网格模型，实现采空区工作面的动态推进，该模型 具备动网格动属性及动边界条件; 同时，运用用户自 定义函数将煤氧反应动力学机理及孔隙率与空间、 时间的函数导入 Fluent 中，建立具有尾巷的 U + L 型 采空区，对该矿孔隙率的非均质性和动态推进采空 区氧化升温过程进行研究; 最后，通过现场测温数据 对模拟结果进行验证． 1 采空区非稳态四维动态模型 1. 1 采空区煤低温氧化动力学数学模型的建立 煤氧发生低温氧化，消耗氧气，产生热 量，产 生 CO、CO2 等，是一个复杂的氧化动力学过程［14--15］． 根 据煤氧化学反应动力学中的反应速率方程: r = ACn O2 exp( － E /ＲT) ． ( 1) 式中: 化学 反 应 速 率 r 是 反 应 物 的 函 数，kmol·m － 3· s － 1 ; A 是反应指前因子，CO2 是氧气质量分数; E 为阿累 尼乌斯活化能，由化学动力学实验可以得到; T 是温 度，K; n 是反应级数，煤和其他含碳材料低温氧化，n 的取值范围为 0. 5 ～ 1，取一般经验值为 1，这也符合我 国的煤体参数［16］． 因此，煤氧反应的速率方程为式 ( 2) ． 通过用户自定义函数开源编程将反应速率加载 至 Fluent 多场耦合数学模型中． r = ACO2 exp( － E /ＲT) ． ( 2) 煤氧反应放出热量，采空区散热量主要是由于漏 风流的存在，受进回风巷压差及风量的影响，煤氧低温 氧化初期，则能量输运方程［12］为 ［ερg cpg + ( 1 － ε) ρc cpc ］T t + ρg cpg ( μ T x + ν T y + ω T ) z = λeff ( 2 T x 2 + 2 T y 2 + 2 T z 2 ) + Q( C，T) ． ( 3) 式中: ε 是孔隙率; ρg和 ρc分别是气体和固体的密度， g·cm － 3 ; cpg和 cpc分别是气体和固体的比热容，J·g － 1· K － 1 ; t 为时间，s; λeff是煤基有效导热系数，λg和 λc分别 是空气和煤的导热系数，J·cm － 1·s － 1·K － 1 ; Q( C，T) 是 煤氧反应的反应热，与温度和氧气浓度及比表面积有 关，所以有 λeff = ελg + ( 1 － ε)·λc，Q( C，T) = Hs ·C·r·Sex ． 其中 Hs为标准生成焓，kJ·mol － 1 ; 对于单个球形小颗粒 的比表面积 Sex = S' V' = 6 D ，D 是粒子的直径，V'和 S'分 别是理想球体的表面积和体积，而对于单元体而言，比 表面积 S V = ( 1 － ε)·S' V'，所以 Sex = 6( 1 － ε) D ［14］ ． 煤矿现场广泛采用 CO 作为煤自燃早期识别与预 测的标志性气体． 根据传质学理论，采空区内气体组 分方程为［13］: ( ρCs ) t + div( ρuCs ) = div( Dsgrad( ρCs ) ) + Ps ． ( 4) 式中，Cs为 s 组分气体的质量分数; u 是流经单元体 的气体流 速，m·s － 1 ; Ds 为该 组 分 的 扩 散 系 数，cm2 · s － 1 ; Ps为该组分在体系内单位时间单位体积的质量 变化率( 即 O2 或 CO 的变化量) ． 通过用户自定义函 数将 Ps作为源项编入数学模型中进行解算，本文将 煤与氧气在低温条件下的氧化视为主要是化学反 应，所 以 O2 的 消 耗 和 CO 的 产 生 符 合 以 下 公 式: Souce_O2 = － 0. 032r; Source_CO = 0. 056r，r 为( 1) 中 的反应速率． 为了研究采空区遗煤的低温氧化规律，假定采空 区是由破碎的岩体和遗煤组成，数学模型为: · 1531 ·
·1352· 工程科学学报，第38卷，第10期 [+0+0=0, r0.2e-a23w+m+0.1）(e-a15s+1）x1.05, x≤L2: (0.2e-a23r+m+0.1）(e-asu-0+)x1.05,x>l/2. aCo+Q. aCo+Q ay +0C= (6) 式中：是工作面走向长度，m:初始孔隙率空间分布函 )-m 数如图1所示，其中e,e,和e分别是沿工作面走向(x 轴)，采空区走向(y轴)和采空区高度方向(z轴)上的 -cn+(g++)- 孔隙率，孔隙率分布不仅是空间坐标的函数，同时是时 间的函数，空间某位置的孔隙率随着工作面的推进不 (@盟+0+0) 断减小.由Carman-Kozeny公式得出，渗透率k与孔隙 是(k兴)+(K兴)+是(K）=0 率ε的关系为 do 62 (5) k=0.24(1-8 (7) 该多元方程组中，x、y、z为三维空间坐标，Q为漏 式中，d。是粒径的平方，量级可取l0°m2.将孔隙率代 风流量，K为绝对渗透率，假设多孔介质为各向同性， 入其中可以得到渗透率的空间分布及随时间的变化规 根据实验数据K=K,=K=1×10-6m2,Co,为02的 律，使用用户自定义函数中DEFINE_PROFILE将孔隙 质量分数，取24%，D.为氧气在煤体中的扩散系数， 率及渗透率编入Fluent进行解算. V(T)为实际耗氧速率，mol·sl·cm3;H为热力分压， Pa;Q(C,T)为煤氧化反应放热源项- 0.6 0.5 综上所述，影响煤氧反应速率的因素主要有温 0.4 度、氧含量及孔隙结构，化学反应中组分的变化及放 不03 0.2 热量又是反应速率的函数.建立U+L型通风方式 0. 的采空区几何模型，将煤氧反应的机理编写成用户 工作面 050100150200250050100150200250 自定义函数程序，导入模拟软件Fluent中，为数值计 x/m 算增加化学反应的组分源项和能量源项，研究采空 图1初始孔隙率空间分布函数曲面 区的氧化升温规律，力求减小计算误差，提高仿真模 Fig.I Initial porosity function space distribution 拟的真实性. 本文以山西某矿U+L通风采空区为原型建立几 1.2U+L通风采空区四维动态模型的建立 何模型.工作面长度为200m,采空区走向取250m, 采空区工作面推进是一个动态过程，使用计算流 进、回风巷及联络巷宽4m,高2.5m,长10m.其中4 体力学(CD)动网格的方法，进行网格动态重构，建立 煤层赋存于山西组下部，煤厚0.84~6.05m,平均 采空区四维动态模型，使采空区范围不断扩大.使用 2.98m,含夹矸1~4层.4和3煤层之间的距离为 用户自定义函数中宏RP_Get_Real“flow-time”获取工 9.32m,3和2煤层之间的距离为6.94m,属于近距离 作时间，并以此建立工作面推进速度、孔隙率和渗透率 煤层.根据该矿的实际情况，结合模拟要求作以下 随时间变化的函数，编入Fluent进行非稳态解算 假设： 实际中孔隙率是随着工作面的推进、周期来压和 (1)采空区02的消耗主要以煤氧化学反应为主， 煤岩特征不断变化的.采空区应力、时间及孔隙率的 C0为煤氧反应的主要产物，遗煤分布在底板上方0~ 关系近似符合负指数关系0，E(e,l,y）=aeo,, 2.5m的空间，上部为岩体，认为不发生反应，只进行 o1为顶板压力，a为最大孔隙率，v是推进速度，b是待 风流的输运和热量的传递，模型高度为10m 定系数.孔隙率主要受两个因素影响，一个是冒落矸 (2)每隔40m设置一个联络巷，由于动网格计算 石压力，由于此压力与基本顶压力相差较大，所以可以 量过大，所以针对联络巷相对工作面距离的周期变化， 忽略；另一个是岩体粒径，所以认为孔隙率在采空区纵 只进行一个周期的计算，对煤氧低温氧化的初级阶段 深方向上主要受工作面推进速度的影响.在对文 进行研究 献6]的孔隙率分布函数的基础上，本文在孔隙率函 (3)假设采空区内同一坐标位置气体温度和煤温 数的y轴方向添加源项，该源项是关于(y,,t)的函 相等，工作面推进时新垮落的煤岩温度为初温. 数，从而得到四维空间孔隙率分布函数： 计算模型如图2所示，煤与空气的物理参数见 ￡=8.，：= 表1
工程科学学报，第 38 卷，第 10 期 Qx x + Qy y + Qz z = 0， CO2 t + Qx ·CO2 x + Qy ·CO2 y + Qz ·CO2 z = De ( 2 CO2 x 2 + 2 CO2 y 2 + 2 CO2 z 2 ) － V( T) ， ρc cpc T t = Q( C，T) + λc ( 2 T x 2 + 2 T y 2 + 2 T z 2 ) － ρg cpg ( Qx ·T x + Qy ·T y + Qz ·T ) z ， ( x Kx H ) x + ( y Ky H ) y + ( z Kz H ) z = 0 ． ( 5) 该多元方程组中，x、y、z 为三维空间坐标，Q 为漏 风流量，K 为绝对渗透率，假设多孔介质为各向同性， 根据实验数据 Kx = Ky = Kz = 1 × 10 － 6 m2 ，CO2 为 O2 的 质量分数，取 24% ，De 为氧气在煤体中的扩散系数， V( T) 为实际耗氧速率，mol·s － 1·cm － 3 ; H 为热力分压， Pa; Q( C，T) 为煤氧化反应放热源项［17--20］． 综上所述，影响煤氧反应速率的因 素 主 要 有 温 度、氧含量及孔隙结构，化学反应中组分的变化及放 热量又是反应速率的函数． 建立 U + L 型通风方式 的采空区几何模型，将煤氧反应的机理编写成用户 自定义函数程序，导入模拟软件 Fluent 中，为数值计 算增加化学反应的组分源项和能量源项，研究采空 区的氧化升温规律，力求减小计算误差，提高仿真模 拟的真实性． 1. 2 U + L 通风采空区四维动态模型的建立 采空区工作面推进是一个动态过程，使用计算流 体力学( CFD) 动网格的方法，进行网格动态重构，建立 采空区四维动态模型，使采空区范围不断扩大． 使用 用户自定义函数中宏 ＲP_Get_Ｒeal“flow-time”获取工 作时间，并以此建立工作面推进速度、孔隙率和渗透率 随时间变化的函数，编入 Fluent 进行非稳态解算． 实际中孔隙率是随着工作面的推进、周期来压和 煤岩特征不断变化的． 采空区应力、时间及孔隙率的 关系近似符合负指数关系［21］，ε( v，t，y) = ae － bσ1( xi，yi ，t) ， σ1 为顶板压力，a 为最大孔隙率，v 是推进速度，b 是待 定系数． 孔隙率主要受两个因素影响，一个是冒落矸 石压力，由于此压力与基本顶压力相差较大，所以可以 忽略; 另一个是岩体粒径，所以认为孔隙率在采空区纵 深方向 上 主 要 受 工 作 面 推 进 速 度 的 影 响． 在 对 文 献［6］的孔隙率分布函数的基础上，本文在孔隙率函 数的 y 轴方向添加源项，该源项是关于( y，v，t) 的函 数，从而得到四维空间孔隙率分布函数: ε = εxεyεz = ( 0. 2e － 0. 022 3( y + vt) + 0. 1) ( e － 0. 15x + 1) × 1. 05z ， x≤L /2; ( 0. 2e － 0. 022 3( y + vt) + 0. 1) ( e － 0. 15( L － x) + 1) × 1. 05z { ， x ＞ L /2． ( 6) 式中: L 是工作面走向长度，m; 初始孔隙率空间分布函 数如图 1 所示，其中 εx、εy和 εz分别是沿工作面走向( x 轴) ，采空区走向( y 轴) 和采空区高度方向( z 轴) 上的 孔隙率，孔隙率分布不仅是空间坐标的函数，同时是时 间的函数，空间某位置的孔隙率随着工作面的推进不 断减小． 由 Carman--Kozeny 公式得出，渗透率 k 与孔隙 率 ε 的关系为 k = d0 0. 241 ε2 ( 1 － ε) 2 ． ( 7) 式中，d0是粒径的平方，量级可取10 － 9 m2 ． 将孔隙率代 入其中可以得到渗透率的空间分布及随时间的变化规 律，使用用户自定义函数中 DEFINE_PＲOFILE 将孔隙 率及渗透率编入 Fluent 进行解算． 图 1 初始孔隙率空间分布函数曲面 Fig． 1 Initial porosity function space distribution 本文以山西某矿 U + L 通风采空区为原型建立几 何模型． 工作面长度为 200 m，采空区走向取 250 m， 进、回风巷及联络巷宽 4 m，高 2. 5 m，长 10 m． 其中 4# 煤层 赋 存 于 山 西 组 下 部，煤 厚 0. 84 ～ 6. 05 m，平 均 2. 98 m，含夹矸 1 ～ 4 层． 4# 和 3# 煤层之间的距离为 9. 32 m，3# 和 2# 煤层之间的距离为 6. 94 m，属于近距离 煤层． 根据该矿的实际情况，结合模拟要求作 以 下 假设: ( 1) 采空区 O2 的消耗主要以煤氧化学反应为主， CO 为煤氧反应的主要产物，遗煤分布在底板上方 0 ～ 2. 5 m 的空间，上部为岩体，认为不发生反应，只进行 风流的输运和热量的传递，模型高度为 10 m． ( 2) 每隔 40 m 设置一个联络巷，由于动网格计算 量过大，所以针对联络巷相对工作面距离的周期变化， 只进行一个周期的计算，对煤氧低温氧化的初级阶段 进行研究． ( 3) 假设采空区内同一坐标位置气体温度和煤温 相等，工作面推进时新垮落的煤岩温度为初温． 计算模型如 图 2 所 示，煤与空气的物理参数见 表 1． · 2531 ·
周佩玲等：非均质孔隙率采空区氧化升温规律四维动态模拟 ·1353· 0s020160300 200 150 2计算结果及分析 100 50 0 10 2.1非均质孔隙率分布及四维变化 进风巷 在建立了采空区四维动态变化模型的基础上，对 岩层 煤层 回风巷 采空区模型进行解算，得到孔隙率时空演化过程如 联络巷 y 图3所示.图3是推进速度为2.4m·d时，1=2、9 图2计算模型示意图（单位：m) 和16d时孔隙率的时空演化过程.可见孔隙率在空间 Fig.2 Schematic diagram of the calculation model (unit:m) 以非均质形式分布，工作面附近及两巷位置由于支护 表1煤与空气的物理参数 及巷道的作用，孔隙率较大，中间压实区域孔隙率较 Table 1 Physical parameters of coal and air 小，符合“0”形圈理论 量名称 数值 单位 图4为采空区距底板1m高截面孔隙率动态变 煤的密度 1300 kg'm-3 化.随着开采的不断进行，采空区纵深增长，孔隙率的 煤的比热容 1003.2 J小kglK 同一等值线随着工作面向前移动，深部孔隙率不断减 煤的热传导率 0.1998 W.m-1.K-1 小，根据相对运动原理，相当于近工作面前端100m范 反应热(1mol02) 300 ◇ 围内孔隙率始终不变.如图5所示，采空区某一空间 空气的比热容 1.0 J.kg-1.K- 点(10,10,1)的孔隙率随时间以负指数形式不断减 空气的热传导率 2.6×10-2 Wml…Kl 小，这与实际采空区孔隙率不断被压实变化更接近 空气动力黏度 1.8×10-5 kg'm-1.s-1 2.2动态推进采空区氧化升温规律 2.2.1工作面推进速度对采空区温度场的影响 气体扩散系数 1.5×10-5 m2s-1 由于工作面的不断推进，采空区是一个动态地不 初始温度 300 K 断扩大地空间，所以影响煤氧反应的主要因素有遗煤 进口风速 1.4 厚度、孔隙率、工作面风量、工作面推进速度等.其中， 孔隙率 (b) ■0.76 0.63 0.52 0.38 d 0.25 0.13 0 图3孔隙率时空演化图.(a)t=2d,z=7m截面：(b)t=2d,空间图：(ct=9d,z=7m截面：(d)t=9d,空间图：(e)t=16d,z=7m 截面：(0t=16d,空间图 Fig.3 Porosity temporal and spatial evolution:(a)t=2d,:=7m,section:(b)t=2d,space:(c)t=9d,z=7m,section:(d)t=9d,space: (e)t=16d,z=7m,section:(f)t=16d,space 遗煤厚度、工作面风量等对采空区升温的影响已有前 风侧.工作面推进速度越大采空区升温速率越小，温 人做出部分研究，本文主要针对工作面推进速度对采 度越低，v=1.2m·d-时最高温度为313.39K,v= 空区升温规律的影响进行研究 3.6md-时最高温度为305.46K,主要是因为推进相 工作面推进速度是影响煤体氧化升温过程的主要 同的距离，如果推进速度大则采空区内物质输运速度 因素，决定了高温点的温度及位置.下面分别对推进 增加，工作面附近低温煤体温度增加速度加快，同时温 速度为1.2、2.4、3.6和6md-时煤氧低温氧化升温 度较高的煤体将迅速进入室息带，从而抑制了温度的 规律进行模拟计算。 升高，对预防遗煤的自燃具有显著作用.然而，工作面 图6是工作面推进18m时，距底板1m高度处采 推进速度越大，高温区域深度越大，如表2所示，高温 空区温度场等值线分布.可知高温区域主要集中在进 区域深度的增加又不利于对遗煤自燃的防治，所以对
周佩玲等: 非均质孔隙率采空区氧化升温规律四维动态模拟 图 2 计算模型示意图( 单位: m) Fig． 2 Schematic diagram of the calculation model ( unit: m) 表 1 煤与空气的物理参数 Table 1 Physical parameters of coal and air 量名称 数值 单位 煤的密度 1300 kg·m － 3 煤的比热容 1003. 2 J·kg － 1·K － 1 煤的热传导率 0. 1998 W·m － 1·K － 1 反应热( 1 mol O2 ) 300 kJ 空气的比热容 1. 0 J·kg － 1·K － 1 空气的热传导率 2. 6 × 10 － 2 W·m － 1·K － 1 空气动力黏度 1. 8 × 10 － 5 kg·m － 1·s － 1 气体扩散系数 1. 5 × 10 － 5 m2 ·s － 1 初始温度 300 K 进口风速 1. 4 m·s － 1 2 计算结果及分析 2. 1 非均质孔隙率分布及四维变化 在建立了采空区四维动态变化模型的基础上，对 采空区模型进行解算，得到孔隙率时空演化过程如 图 3 所示． 图 3 是推进速度 v 为 2. 4 m·d － 1 时，t = 2、9 和 16 d 时孔隙率的时空演化过程． 可见孔隙率在空间 以非均质形式分布，工作面附近及两巷位置由于支护 及巷道的作用，孔隙率较大，中间压实区域孔隙率较 小，符合“O”形圈理论． 图 4 为采空区距底板 1 m 高截面孔隙率动态变 化． 随着开采的不断进行，采空区纵深增长，孔隙率的 同一等值线随着工作面向前移动，深部孔隙率不断减 小，根据相对运动原理，相当于近工作面前端 100 m 范 围内孔隙率始终不变． 如图 5 所示，采空区某一空间 点( 10，10，1) 的孔隙率随时间以负指数形式不断减 小，这与实际采空区孔隙率不断被压实变化更接近． 2. 2 动态推进采空区氧化升温规律 2. 2. 1 工作面推进速度对采空区温度场的影响 由于工作面的不断推进，采空区是一个动态地不 断扩大地空间，所以影响煤氧反应的主要因素有遗煤 厚度、孔隙率、工作面风量、工作面推进速度等． 其中， 图 3 孔隙率时空演化图 . ( a) t = 2 d，z = 7 m 截面; ( b) t = 2 d，空间图; ( c) t = 9 d，z = 7 m 截面; ( d) t = 9 d，空间图; ( e) t = 16 d，z = 7 m 截面; ( f) t = 16 d，空间图 Fig． 3 Porosity temporal and spatial evolution: ( a) t = 2 d，z = 7 m，section; ( b) t = 2 d，space; ( c) t = 9 d，z = 7 m，section; ( d) t = 9 d，space; ( e) t = 16 d，z = 7 m，section; ( f) t = 16 d，space 遗煤厚度、工作面风量等对采空区升温的影响已有前 人做出部分研究，本文主要针对工作面推进速度对采 空区升温规律的影响进行研究． 工作面推进速度是影响煤体氧化升温过程的主要 因素，决定了高温点的温度及位置． 下面分别对推进 速度为 1. 2、2. 4、3. 6 和 6 m·d － 1时煤氧低温氧化升温 规律进行模拟计算． 图 6 是工作面推进 18 m 时，距底板 1 m 高度处采 空区温度场等值线分布． 可知高温区域主要集中在进 风侧． 工作面推进速度越大采空区升温速率越小，温 度越低，v = 1. 2 m·d － 1 时最 高 温 度 为 313. 39 K，v = 3. 6 m·d － 1时最高温度为 305. 46 K，主要是因为推进相 同的距离，如果推进速度大则采空区内物质输运速度 增加，工作面附近低温煤体温度增加速度加快，同时温 度较高的煤体将迅速进入窒息带，从而抑制了温度的 升高，对预防遗煤的自燃具有显著作用． 然而，工作面 推进速度越大，高温区域深度越大，如表 2 所示，高温 区域深度的增加又不利于对遗煤自燃的防治，所以对 · 3531 ·
·1354. 工程科学学报，第38卷，第10期 孔隙率 0.30m ■0.64 =2.4m… 0.58 0.51 △/=4.8m 0.28 ◆ 0.45 3d .3 0.26 8 6d .1 0.13 9d 0.06 进风口 0.22 12d 0.20 ■ 0.18 2 6 1012 联络巷、 时间/d 出风口 100 250278.8 图5空间某点孔隙率与时间的关系 采空区走向长度/m Fig.5 Relationship between porosity and time 图4工作面推进及孔隙率动态变化图 于推进速度的制定要综合考虑其对采空区升温速率的 Fig.4 Dynamic change of porosity when the working face is ad- 影响、高温区域的深度等因素 vanced b 最高温度为313.39K 最高温度为：306.67K 312K 306K 301K 302K 302K 303K 回 303K04K 0 100 200 巷 100 200 50 150 50 150 d 最高温度为：305.46K 最高温度为：305.83K 305.83K 305K 301K 301K 302K 30263K304K 303K304K 必 回 卷 100 200 100 巷 150 50 150 图6不同推进速度下采空区温度场分布.(a)r=1.2md:(b)=2.4md-1:(c)m=3.6md1:(d)m=2.4md1,U型通风 Fig.6 Temperature field distribution in the gob at different advancing speeds:(a)=1.2md-;(b)=2.4m'd-:(c)=3.6m'd-!;(d) =2.4m'd-1,U-ype ventilation 本文研究的是U+L型通风采空区，对比图6(b) 于瓦斯的抽放和防治，但同时会对遗煤自燃的防治产 和()，在同一推进速度条件下，尾巷的联络巷具有热 生影响 量的传输，近联络巷处温度较高，使得U+L通风采空 2.2.2动态推进采空区温度场四维动态演化规律 区温度场范围大于U型通风采空区，温度也增加，最 推进速度为2.4m·d时，在采空区建立监测点 高温度也高于U型采空区近1K,虽然设置尾巷有利 阵，对采空区温度场的时空变化过程进行研究
工程科学学报，第 38 卷，第 10 期 图 4 工作面推进及孔隙率动态变化图 Fig． 4 Dynamic change of porosity when the working face is advanced 图 5 空间某点孔隙率与时间的关系 Fig． 5 Ｒelationship between porosity and time 于推进速度的制定要综合考虑其对采空区升温速率的 影响、高温区域的深度等因素． 图 6 不同推进速度下采空区温度场分布． ( a) v = 1. 2 m·d － 1 ; ( b) v = 2. 4 m·d － 1 ; ( c) v = 3. 6 m·d － 1 ; ( d) v = 2. 4 m·d － 1，U 型通风 Fig． 6 Temperature field distribution in the gob at different advancing speeds: ( a) v = 1. 2 m·d － 1 ; ( b) v = 2. 4 m·d － 1 ; ( c) v = 3. 6 m·d － 1 ; ( d) v = 2. 4 m·d － 1，U-type ventilation 本文研究的是 U + L 型通风采空区，对比图 6( b) 和( d) ，在同一推进速度条件下，尾巷的联络巷具有热 量的传输，近联络巷处温度较高，使得 U + L 通风采空 区温度场范围大于 U 型通风采空区，温度也增加，最 高温度也高于 U 型采空区近 1 K，虽然设置尾巷有利 于瓦斯的抽放和防治，但同时会对遗煤自燃的防治产 生影响． 2. 2. 2 动态推进采空区温度场四维动态演化规律 推进速度为 2. 4 m·d － 1 时，在采空区建立监测点 阵，对采空区温度场的时空变化过程进行研究． · 4531 ·
周佩玲等：非均质孔隙率采空区氧化升温规律四维动态模拟 ·1355· 表2不同推进速度时高温点距工作面的深度 果如图7(b)所示 Table 2 Depth of high temperature points at different advancing speeds 图7(a)表明：随着工作面推进时间的增加，采空 推进速度/(md1) 采空区高温点深度/m 区高温位置基本不变，其在进风侧位于深度100m左 1.2 60 右：随着推进时间的增加，高温区域升温速率不断增 2.4 64 加，推进时间t=6d之后高温点升温速率突增，t=10d 3.6 69 时是t=6d时的1.5倍：深度超过150m之后，温度随 6 75 时间变化较小，采空区已经进入室息带，200m之后基 本没有升温过程. (1)由于温度场中高温区域主要集中在进风侧， 由图7(b)可知采空区温度随着距底板高度的增 那么在距进风侧10m,距底板高度1m处建立位于一 加而减小，表明下层遗煤氧化放出的热量向岩体传 条直线(x=215m)上的监测点阵，对采空区温度场在 热，随着高度的增加不断耗散.由于遗煤厚度为 纵深方向(Y轴)上的变化过程进行研究，计算结果如 2.5m,采空区温度与高度之间的关系大致分为两个 图7(a)所示. 阶段：煤层及附近（高度h3m),温度随高度的增 65m处，建立沿采空区高度方向的监测点阵，对采空 加呈现负指数减小的趋势，且温度的变化速率较大， 区温度场在高度方向(Z轴)的变化过程进行研究，结 温度较低 314 310 312 308 310 308 10d 306 t=6d -10d 期306 304 304 302 302 ▣ 300 300 100 150 200 250 6 采空区深度m 距底板高度/m 图7采空区温度场时空演化过程.()采空区纵深方向(y轴)：(b)采空区高度方向(z轴) Fig.7 Spatial and temporal evolution of the temperatures field in the gob:(a)in the y direction:(b)the direction 2.2.3四维动态采空区高温点升温过程 360 在四维动态模型下，随着工作面的不断推进，高温 1=1.2md 点的升温过程如图8所示（推进距离=推进速度×时 350 2=2.4md 3 r=3.6 md-! 间).图8表明高温点的温度随着推进时间呈现指数 4=6.0m…d小 340 增长的趋势，推进速度是影响升温过程的重要因素，推 进速度越小，升温速率越大，温度越高.推进速度为 330 1.2md时的平均升温速率最大为1.5K·d,推进 320 速度为2.4、3.6和6m·d时的平均升温速率分别为 0.5、0.3和0.2Kd 310 推进速度1.2m"d时升温速率最快，其高温点的 升温过程分为两个阶段，18m(开采时间为15d)之前 300 20253035 A 工作面推进距离m 和之后，升温速率分别为0.83Kd和1.74Kd,根 据自燃“三带”按温度的划分可知，氧化升温带的范围 图8采空区工作面动态推进下高温点升温过程 是温升大于1K·d的区域，所以当工作面推进15d之 Fig.8 Heating process of high temperature points during the working face advancing in the gob 后采空区高温点已进入氧化升温带，这对于防止遗煤 的自燃很不利 图9所示是工作面推进不同时间时，推进速度与
周佩玲等: 非均质孔隙率采空区氧化升温规律四维动态模拟 表 2 不同推进速度时高温点距工作面的深度 Table 2 Depth of high temperature points at different advancing speeds 推进速度/( m·d － 1 ) 采空区高温点深度/m 1. 2 60 2. 4 64 3. 6 69 6 75 ( 1) 由于温度场中高温区域主要集中在进风侧， 那么在距进风侧 10 m，距底板高度 1 m 处建立位于一 条直线( x = 215 m) 上的监测点阵，对采空区温度场在 纵深方向( Y 轴) 上的变化过程进行研究，计算结果如 图 7( a) 所示． ( 2) 在进风侧，距进风煤柱 10 m，距工作面深度为 65 m 处，建立沿采空区高度方向的监测点阵，对采空 区温度场在高度方向( Z 轴) 的变化过程进行研究，结 果如图 7( b) 所示． 图 7( a) 表明: 随着工作面推进时间的增加，采空 区高温位置基本不变，其在进风侧位于深度 100 m 左 右; 随着推进时间的增加，高温区域升温速率不断增 加，推进时间 t = 6 d 之后高温点升温速率突增，t = 10 d 时是 t = 6 d 时的 1. 5 倍; 深度超过 150 m 之后，温度随 时间变化较小，采空区已经进入窒息带，200 m 之后基 本没有升温过程． 由图 7( b) 可知采空区温度随着距底板高度的增 加而减小，表明下层遗煤氧化放出的热量向岩体传 热，随着 高 度 的 增 加 不 断 耗 散． 由于遗煤厚度为 2. 5 m，采空区温度与高度之间的关系大致分为两个 阶段: 煤层及附近( 高度 h ＜ 3 m) ，温度较高，温度随 时间的变化率较小; 岩层( h ＞ 3 m) ，温度随高度的增 加呈现负指数减小的趋势，且温度的变化速率较大， 温度较低． 图 7 采空区温度场时空演化过程． ( a) 采空区纵深方向( y 轴) ; ( b) 采空区高度方向( z 轴) Fig． 7 Spatial and temporal evolution of the temperatures field in the gob: ( a) in the y direction; ( b) the z direction 2. 2. 3 四维动态采空区高温点升温过程 在四维动态模型下，随着工作面的不断推进，高温 点的升温过程如图 8 所示( 推进距离 = 推进速度 × 时 间) ． 图 8 表明高温点的温度随着推进时间呈现指数 增长的趋势，推进速度是影响升温过程的重要因素，推 进速度越小，升温速率越大，温度越高． 推进速度为 1. 2 m·d － 1时的平均升温速率最大为 1. 5 K·d － 1，推进 速度为 2. 4、3. 6 和 6 m·d － 1时的平均升温速率分别为 0. 5、0. 3 和 0. 2 K·d － 1 ． 推进速度 1. 2 m·d － 1时升温速率最快，其高温点的 升温过程分为两个阶段，18 m ( 开采时间为 15 d) 之前 和之后，升温速率分别为 0. 83 K·d － 1和 1. 74 K·d － 1，根 据自燃“三带”按温度的划分可知，氧化升温带的范围 是温升大于 1 K·d － 1的区域，所以当工作面推进 15 d 之 后采空区高温点已进入氧化升温带，这对于防止遗煤 的自燃很不利． 图 8 采空区工作面动态推进下高温点升温过程 Fig． 8 Heating process of high temperature points during the working face advancing in the gob 图 9 所示是工作面推进不同时间时，推进速度与 · 5531 ·
·1356· 工程科学学报，第38卷，第10期 采空区最高温度之间的关系.由图9可知，工作面推 氧反应速率的增加，C0的释放量也不断增加.对于 进速度与最高温度呈负指数关系.随着推进速度的增 U+L型通风采空区，C0的流出有两个路径，一个是回 加，最高温度不断减小，当推进速度超过3.6md后， 风巷，一个是尾巷.从图11可以看出，回风巷和尾巷 曲线趋于平缓，推进速度对采空区最高温度的影响变 C0的释放量都随着推进速度的增加而不断减小，由于 得微小 尾巷的位置在多孔介质内部，所以采空区内部气体瓦 316 斯以及CO主要从尾巷释放，尾巷释放的CO量是回风 314 巷C0释放量的10倍，多一个数量级. 312 △T=5.47K 1工作面推进5d 表3不同推进速度时采空区氧浓度场中氧化升温带的宽度 2工作面推进10d 3工作面推进15d Table 3 Width of the oxidation zone in the oxygen concentration field at 兰310 different advancing speeds 308 3 推进速度， 306 △7=0.97K 回风侧/m 中间区域/m 进风侧/m 2 v/(m.d-1) 304P 1.2 2~19 2~31 55~110 302 2.4 2~21 2-39 61~126 30 1.2 2.4 3.6 4.8 6.0 3.6 2~23 2w41 63~130 工作面推进速度m·d 6.0 2~25 243 65134 图9推进速度与最高温度的关系 Fig.9 Relationship between advancing velocity and maximum tem- 4.0m peratures in the gob 动态推进采空区，工作面的动态推进影响最大的 除了温度场就是氧含量及C0的含量，下面从氧浓度 场的角度对四维动态推进采空进行研究. =12m…d 2.3四维动态采空区0，及C0的消耗和产生 3.0 煤氧低温氧化反应消耗O,产生C0和热量.采空 =6m·d 区孔隙率随着工作面的推进不断减小，使得工作面氧 =3.6m* =2.4md 气的渗入量减小，然而孔隙率的减小使得散热量减小， 导致采空区温度升高，温度的升高又使得反应速率增 2.0 10152025303540 加，02消耗率增加，C0的产生速率增加，反应放热量 工作面推进距离m 进一步增加，体系温度循环上升，所以工作面推进速度 图10工作面推进过程中C0的释放量 的大小不仅对温度场产生影响，而且对0，的消耗和 Fig.10 Amount of CO released in the process of working face advan- C0的产生都有影响. cing 根据自燃“三带”按氧含量进行划分时氧化升温 带为氧气体积分数在10%~18%的区域，表3为不同 0.60G 2.60 推进速度时采空区不同位置氧化升温带的位置.氧化 升温带在进风侧深度较深且宽度大，范围为55~ 0.55 2.55 130m,在回风侧深度和宽度都最小，范围为2~25m; 0.50 2.50 同时，尾巷的联络巷始终处于氧化升温带中.由表3 0.45 尾巷C0释放吊 中进风侧、中间区域和回风侧的内边界深度可以看出， 400 推进速度越小，氧化升温带内边界的深度越小，整体宽 0.40 2.40 出风口C0释放量 度也越小，这是因为推进速度小，采空区温度上升较 巨0.35 2.35 快，使得消耗的氧气量增加，所以氧含量带分布更靠近 工作面 03012 2.4 36 48 工作面推进速度m) 图10表明，工作面动态推进过程中，C0释放量不 图11推进速度对回风巷及尾巷C0释放量的影响 断增加，而推进速度越大则释放量越小，这与煤氧反应 Fig.11 Relationship between advancing speed and released CO 速率有关.从第6天开始出现明显的C0气体，随着煤 amount
工程科学学报，第 38 卷，第 10 期 采空区最高温度之间的关系． 由图 9 可知，工作面推 进速度与最高温度呈负指数关系． 随着推进速度的增 加，最高温度不断减小，当推进速度超过 3. 6 m·d － 1后， 曲线趋于平缓，推进速度对采空区最高温度的影响变 得微小． 图 9 推进速度与最高温度的关系 Fig． 9 Ｒelationship between advancing velocity and maximum temperatures in the gob 动态推进采空区，工作面的动态推进影响最大的 除了温度场就是氧含量及 CO 的含量，下面从氧浓度 场的角度对四维动态推进采空进行研究． 2. 3 四维动态采空区 O2 及 CO 的消耗和产生 煤氧低温氧化反应消耗 O2 产生 CO 和热量． 采空 区孔隙率随着工作面的推进不断减小，使得工作面氧 气的渗入量减小，然而孔隙率的减小使得散热量减小， 导致采空区温度升高，温度的升高又使得反应速率增 加，O2 消耗率增加，CO 的产生速率增加，反应放热量 进一步增加，体系温度循环上升，所以工作面推进速度 的大小不仅对温度场产生影响，而且对 O2 的消耗和 CO 的产生都有影响． 根据自燃“三带”按氧含量进行划分时氧化升温 带为氧气体积分数在 10% ～ 18% 的区域，表 3 为不同 推进速度时采空区不同位置氧化升温带的位置． 氧化 升温带 在 进 风 侧 深 度 较 深 且 宽 度 大，范 围 为55 ～ 130 m，在回风侧深度和宽度都最小，范围为 2 ～ 25 m; 同时，尾巷的联络巷始终处于氧化升温带中． 由表 3 中进风侧、中间区域和回风侧的内边界深度可以看出， 推进速度越小，氧化升温带内边界的深度越小，整体宽 度也越小，这是因为推进速度小，采空区温度上升较 快，使得消耗的氧气量增加，所以氧含量带分布更靠近 工作面． 图 10 表明，工作面动态推进过程中，CO 释放量不 断增加，而推进速度越大则释放量越小，这与煤氧反应 速率有关． 从第 6 天开始出现明显的 CO 气体，随着煤 氧反应速率的增加，CO 的释放量也不断增加． 对于 U + L型通风采空区，CO 的流出有两个路径，一个是回 风巷，一个是尾巷． 从图 11 可以看出，回风巷和尾巷 CO 的释放量都随着推进速度的增加而不断减小，由于 尾巷的位置在多孔介质内部，所以采空区内部气体瓦 斯以及 CO 主要从尾巷释放，尾巷释放的 CO 量是回风 巷 CO 释放量的 10 倍，多一个数量级． 表 3 不同推进速度时采空区氧浓度场中氧化升温带的宽度 Table 3 Width of the oxidation zone in the oxygen concentration field at different advancing speeds 推进速度， v/( m·d － 1 ) 回风侧/m 中间区域/m 进风侧/m 1. 2 2 ～ 19 2 ～ 31 55 ～ 110 2. 4 2 ～ 21 2 ～ 39 61 ～ 126 3. 6 2 ～ 23 2 ～ 41 63 ～ 130 6. 0 2 ～ 25 2 ～ 43 65 ～ 134 图 10 工作面推进过程中 CO 的释放量 Fig． 10 Amount of CO released in the process of working face advancing 图 11 推进速度对回风巷及尾巷 CO 释放量的影响 Fig． 11 Ｒelationship between advancing speed and released CO amount · 6531 ·
周佩玲等：非均质孔隙率采空区氧化升温规律四维动态模拟 ·1357· 3结果验证 间为16d,结果如图14所示. 320 ☐模拟值 本次研究结果在现场进行了实验验证，该矿使用 实测值 最大温差为13K 了束管监测系统，工作面推进速度为2.4md.采空 315 区预埋测温探头的方法有两种，一种是沿顺槽预埋，另 一种是沿工作面预埋，虽然沿工作面预埋探头能全面 310 监测采空区的温度，但现场施工难度大，不易布置测温 305 点，所以采用了沿顺槽预埋测温点的方法，由于采空区 最小温差为0.3K 具有传热传质的特点，温度场内部各点之间存在着相 300 互影响相互制约的作用，所以沿顺槽测温得到进风侧 和回风侧的结果，在一定误差范围内可以反应采空区 295 1" 2 3 4" 6 内温度场的特点.在进风和回风侧分别沿煤壁布置6 个测点，每个测点利用二寸三通接头盒与主管相连，每 图1416d后各测点温度模拟值与实测值对比 个测点设置一个温度探头和取样束管.具体位置如 Fig.14 Comparison between the simulated and measured values of measuring point temperatures after 16d 图12所示.自2015年8月1日监测点建立，之后每天 测温一次，并记录数据 从图13和图14的结果可知，采空区的进风侧和 回风侧升温过程的模拟值与实测值基本吻合，各测点 煤柱 联络巷 最后温度值也基本吻合。实测值比模拟值小，存在误 差，但误差较小，整体上趋势是一致的，所以可以认为 采空区的升温规律模拟结果能较为准确地反应实际采 空区的升温规律，验证了数值模型的正确性. 4结论 (1)非均质多孔介质四维动态模型能较好地反应 回风巷 采空区孔隙率随空间和时间的变化，空间某位置的孔 隙率随工作面的推进呈负指数形式减小，模拟结果更 图12采空区监测点布置图 接近实际情况. Fig.12 Layout of monitoring points in the gob (2)动态推进采空区高温点的温度随着时间呈指 从两个角度对模拟结果进行验证：首先，对测温点 数增长，推进速度是影响升温过程的重要因素.高温 的升温规律进行验证，根据整理数据的结果，选取温度 点温度与工作面推进速度呈负指数关系，推进速度为 变化较明显的测点进行研究，在进风侧选取1“测点， 1.2m·d时的平均升温速率为1.5K·d,是推进速 回风侧选取4测点，结果如图13所示：其次，对工作面 度为6md时平均升温速率的7.5倍：对比U型通风 推进一段时间后各测点的最后温度进行对比，观察时 采空区，U+L通风采空区尾巷的存在使得采空区温度 308 310 场范围扩大，温度升高。 308 (3)工作面推进速度越大，高温区域深度越大，推 306 进风侧模拟值 进速度为1.2md时高温位置深度为60m,当推进速 306 度为6m·d时可以到达75m,高温区域向深部移动 304 ●个 进风侧实测偵 15m,这对采空区遗煤自燃的防治极为不利. 304 可风侧模拟值 (4)随着推进速度的减小，氧浓度场中氧化升温 302 — 带的内边界深度减小，从而越靠近工作面.氧化升温 回风侧实测值 带在进风侧范围为55~130m,在回风侧深度和宽度都 300 2 300 6810121416 最小，范围为2~25m,尾巷的联络巷始终处于氧化升 4 开采时问d 温带中 图13采空区不同位置升温过程模拟值与实测值对比 (⑤)推进速度越大，C0释放量越小.C0主要从 Fig.13 Comparison between the simulated and measured values of 尾巷流出，尾巷释放的C0量是回风巷C0释放量的 the temperature rising process in the gob 10倍
周佩玲等: 非均质孔隙率采空区氧化升温规律四维动态模拟 3 结果验证 本次研究结果在现场进行了实验验证，该矿使用 了束管监测系统，工作面推进速度为 2. 4 m·d － 1 ． 采空 区预埋测温探头的方法有两种，一种是沿顺槽预埋，另 一种是沿工作面预埋，虽然沿工作面预埋探头能全面 监测采空区的温度，但现场施工难度大，不易布置测温 点，所以采用了沿顺槽预埋测温点的方法，由于采空区 具有传热传质的特点，温度场内部各点之间存在着相 互影响相互制约的作用，所以沿顺槽测温得到进风侧 和回风侧的结果，在一定误差范围内可以反应采空区 内温度场的特点． 在进风和回风侧分别沿煤壁布置 6 个测点，每个测点利用二寸三通接头盒与主管相连，每 个测点设置一个温度探头和取样束管． 具体位置如 图 12 所示． 自 2015 年 8 月 1 日监测点建立，之后每天 测温一次，并记录数据． 图 12 采空区监测点布置图 Fig． 12 Layout of monitoring points in the gob 图 13 采空区不同位置升温过程模拟值与实测值对比 Fig． 13 Comparison between the simulated and measured values of the temperature rising process in the gob 从两个角度对模拟结果进行验证: 首先，对测温点 的升温规律进行验证，根据整理数据的结果，选取温度 变化较明显的测点进行研究，在进风侧选取 1# 测点， 回风侧选取 4# 测点，结果如图 13 所示; 其次，对工作面 推进一段时间后各测点的最后温度进行对比，观察时 间为 16 d，结果如图 14 所示． 图 14 16 d 后各测点温度模拟值与实测值对比 Fig． 14 Comparison between the simulated and measured values of measuring point temperatures after 16 d 从图 13 和图 14 的结果可知，采空区的进风侧和 回风侧升温过程的模拟值与实测值基本吻合，各测点 最后温度值也基本吻合． 实测值比模拟值小，存在误 差，但误差较小，整体上趋势是一致的，所以可以认为 采空区的升温规律模拟结果能较为准确地反应实际采 空区的升温规律，验证了数值模型的正确性． 4 结论 ( 1) 非均质多孔介质四维动态模型能较好地反应 采空区孔隙率随空间和时间的变化，空间某位置的孔 隙率随工作面的推进呈负指数形式减小，模拟结果更 接近实际情况． ( 2) 动态推进采空区高温点的温度随着时间呈指 数增长，推进速度是影响升温过程的重要因素． 高温 点温度与工作面推进速度呈负指数关系，推进速度为 1. 2 m·d － 1时的平均升温速率为 1. 5 K·d － 1，是推进速 度为 6 m·d － 1时平均升温速率的 7. 5 倍; 对比 U 型通风 采空区，U + L 通风采空区尾巷的存在使得采空区温度 场范围扩大，温度升高． ( 3) 工作面推进速度越大，高温区域深度越大，推 进速度为 1. 2 m·d － 1时高温位置深度为 60 m，当推进速 度为 6 m·d － 1时可以到达 75 m，高温区域向深部移动 15 m，这对采空区遗煤自燃的防治极为不利． ( 4) 随着推进速度的减小，氧浓度场中氧化升温 带的内边界深度减小，从而越靠近工作面． 氧化升温 带在进风侧范围为 55 ～ 130 m，在回风侧深度和宽度都 最小，范围为 2 ～ 25 m，尾巷的联络巷始终处于氧化升 温带中． ( 5) 推进速度越大，CO 释放量越小． CO 主要从 尾巷流出，尾巷释放的 CO 量是回风巷 CO 释放量的 10 倍． · 7531 ·
·1358· 工程科学学报，第38卷，第10期 参考文献 tail roadway change to gas flow field in goaf.J Min Saf Eng, 2012,29(1):124 [1]Yang S Q,Xu Q,Huang J,et al.The "three zones"microcircu- (王凯，蒋曙光，张卫清，等.尾巷改变采空区瓦斯流场的数 lation theory of goaf spontaneous combustion and a numerical sim- 值模拟研究.采矿与安全工程学报，2012,29(1)：124) ulation of the air leakage flow field.J Chin Unig Min Technol, [12]Qin Y P,Liu W,Yang X B,et al.Numerical simulation of im- 2009,38(6):769 pact of non-Darcy seepage on spontaneous combustion in goaf.J (杨胜强，徐全，黄金，等.采空区自燃“三带”微循环理论及 Chin Coal Soe,2012,37(7):1177 漏风流场数值模拟.中国矿业大学学报，2009,38(6)：769) (秦跃平，刘伟，杨小彬，等.基于非达西渗流的采空区自然 ]Qi GS,Wang D M,Zheng K M,et al.Kinetics characteristics of 发火数值模拟.煤炭学报，2012,37(7)：1177) coal low-temperature oxidation in oxygen-depleted air.Loss Prer [13]He Q L,Wang D M.Numerical simulation of spontaneous com- Process Ind,2015,35:224 bustion process in goaf areas by fully-mechanized and caving roof [3]Li ZX,Jia JZ,Li QG.Numerical simulation of the spontaneous coal.J Chin Univ Min Technol,2004,33 (1):11 combustion laws in goaf of boost working face.Min Res Dev, (何启林，王德明.综放面采空区遗煤自然发火过程动态数 2005,25(5):84 值模拟.中国矿业大学学报，2004,33(1)：11) (李宗翔，贾进章，李庆刚.动态推进工作面采空区自燃规律 [14]Taraba B,Michalec Z.Effect of longwall face advance rate on 的数值模拟.矿业研究与开发，2005,25(5)：84) spontaneous heating process in the gob area:CFD modelling 4]Zhang S Z,Wu ZZ,Zhang R,et al.Dynamic numerical simula- Fuel,2011,90(8):2790 tion of coal mine fire for escape capsule installation.Saf Sci, [05] Yuan L M,Simith A C.Numerical study on effects of coal prop- 2012,50(4):600 erties on spontaneous heating in longwall gob areas.Fuel,2008, [5]Zhai X W.Deng J,Wen H,et al.Research of the air leakage law 87(15):3409 and control techniques of the spontaneous combustion dangerous [16]Tan B,Niu H Y,He C N,et al.Goaf coal spontaneous combus- zone of re-mining coal body.Procedia Eng,2011,26:472 tion temperature field theory and numerical analysis under mining Liu W.Multi-Physics Coupling Mechanism and Three-dimensional conditions.J Cent South Unin Sci Technol,2013,44(1):381 Numerical Simulation of Spontaneous Combustion of Goaf [Disser- (谭波，牛会永，和超楠，等.回采情况下采空区煤自燃温度 tation].Beijing:China University of Mining and Technology, 场理论与数值分析.中南大学学报（自然科学版），2013,44 2014 (1):381) (刘伟.采空区多场耦合自然发火机理及三维数值模拟研究 [17]Zhang C.Ti Z Y,Li Z X.Three-dlimension heterogeneity dy- [学位论文].北京：中国矿业大学，2014) namic numerical simulation of top coal spontaneous combustion Li Z X,Wu Q.Wang Z Q.Distribution characteristic of remai- in limit equilibrium zone.Chin Saf Sci J,2012,22(5):37 ning coal oxygen consumption and spontaneous combustion heat- (张春，题正义，李宗翔.极限平衡区顶煤自燃三维非均质 ing-up in goaf.J Chin Coal Soc,2009,34(5):667 动态数值模拟.中国安全科学学报，2012,22(5)：37) (李宗翔，吴强，王志清.自燃采空区耗氧一升温的区域分布 [18]He Q L.Study on Experiment and Computer Simulation of Coal 特征.煤炭学报，2009,34(5)：667) Oxidation of Low Temperature and Whole Spontaneous Process [8]Shi G Q,Hu F K,Wang D M,et al.Unsteady simulation on dis- DDissertation].Beijing:China University of Mining and Tech- tribution of three zones for spontaneous combustion in goaf areas. nology,2004 Chin Univ Min Technol,2014,43(2):189 (何启林.煤低温氧化性与自燃过程的实验及模拟的研究 (时国庆，胡方坤，王德明，等。采空区自燃“三带”分布规律 [学位论文].北京：中国矿业大学，2004) 的四维动态模拟.中国矿业大学学报，2014,43(2)：189) [19]Zhu H Q,Liu X K.Theoretical investigation on the relationship [9]Yang S Q,Chen T,Xu Q,et al.Theoretical analysis and numeri- between tail roadway methane drainage and distribution of easily cal simulation of influence of the change of negative pressure and spontaneous combustible region in gob.Saf Sci,2012.50(4): air volume of inner interlocked tail road on coal spontaneous com- 618 bustion.J Chin Coal Soc,2011,36(2)308 D0]Zhao Y S.Multi Field Coupling Effect of Porous Media and Its (杨胜强，程涛，徐全，等.尾巷风压及风量变化对采空区自 Engineering Response.Beijing:Science Press,2010 然发火影响的理论分析与数值模拟.煤炭学报，2011,36 (赵阳升.多孔介质多场耦合作用及其工程响应.北京：科 (2):308) 学出版社，2010) [10]Shao H.Jiang S C,Wang L Y,et al.Numerical simulation of 1]Zhang C.Study on Construction of 3D Numerical Model of Coul effect of tail roadway on coal spontaneous combustion in the goaf Spontaneous Combustion of Stope for Fully Mechanized Caving J Min Saf Eng,2011,28 (1)45 Mining and Its Application [Dissertation].Fuxin:Liaoning (邵吴，蒋曙光，王兰云，等.尾巷对采空区煤自燃影响的数 Technical University,2013 值模拟研究.采矿与安全工程学报，2011,28(1)：45) (张春.综放采场煤炭自燃三维数值模型构建及应用研究 [11]Wang K,Jiang S C.Zhang WQ,et al.Numerical simulation of [学位论文].阜新：辽宁工程技术大学，2013)
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