。692 北京科技大学学报 第32卷 推进等多因素综合作用的结果-”.根据大量的采 Θ)1=o=Θ)o4=0=(在2上). 空区现场观测和理论计算可知，采空区场内各量的 式中，为第1类边界；为风压，P?为单位长度 分布呈非均匀状态，煤自燃高温区重心偏在进风一 工作面的风阻，N3。r?:L为工作面长度，四为 侧，瓦斯含量重心偏在回风一侧-.显然当改 工作面上距离下端口2点的位置，四Θ代表各组分 变通风方向后，工作面边界条件和采空区内漏风流 气体，9日)为新风流各气体组分的浓度，9Q)0= 方向会发生改变，场中各量分布重心位置也将发生 9.375 mol m=CH)o=0 molm; 变化.这里将该方案通过采空区场流数值模拟软件 温度：D为初始温度分布，取T=17℃. (G3)作详细模拟，给出这一特殊情况的流体力学 过程和安全性分析，为实际中必要的改变通风方向 2%内部酸风 时制定安全措施提供理论指导. (CH) 1算例计算定解条件与计算方案简介 采空区流场2 吉林营城矿业有限责任公司华兴煤矿1318炮 23 450m 放面在开采中期(2006年5月1日)，因生产需要更 图1华兴矿1318采空区（上行通风） 换工作面支架进行了一次通风换向，由下行通风改 Fg 1 No 1318 gaf in Huaxing CoalMne(upwad ventilat on 为上行通风.图1为1318面采场，其中Q为工作面 风量，9星为工作面向采空区漏入、漏出风量，9 将计算区域简化为矩形，以最充分自燃氧化条 为深部室熄边界漏风量，9CH)为采空区瓦斯绝对 件为计算背景，不考虑常温潜伏期，煤最短自然发火 涌出量，以上单位为m。mr' 期为17为衡量自燃对工作面的侵害，计算给出 在工作面边界上，边界条件为： CO分布和C0向工作面绝对涌入量指标YCO). D一「Q(L一)（上行通风时， 煤氧化产生CO量占总耗氧量的比率随温度变化关 P=rQ及下行通风时. 系由煤升温氧化实验得到（图2(）)，反推得O出 其他边界的边界条件为： 现的起始温度为183℃：由封闭氧化实验测得3煤 △P一0（在非漏风边界上方 层煤样氧化最低氧含量为3.%.现场观察采放后 q⊙)lr,=9Θ)%r,=B(在漏入新风边界 采空区煤矸松散层厚度为1.5四煤层厚度为 上 5.59=124mF=00093N3。m,Q=357m。 初始条件： m前，工作面推进度为1md「. 0.25 色叭 a 1.p +华兴矿3”层煤样 年12 工作面推进度1m ￥n.15 年010 20304050607080 20406080100 温度℃ 与工作面的距离m 图2采空区场基础参数.（网煤质CO产生量占总耗氧量比率：(b工作面推进1m广瓦斯浦出强度 Fig 2 Basi parme ers of the goaf fed (a mtp beween CO ouputgenerated by coaloxila tin and ol oxygen consumpton (b gas efusion n tensity whil the advance vepcity of the working face is1 m d 2反风时采空区各场量变动数值模拟分析 献[3引.参数kY。和W分别按测定工作面风量损 失和采空区气体取样数据由G3拟合确定.若不考 G3计算其他参数：渗透性系数k=5.923~ 虑反风时风流的非稳定过程下、上行通风换向时 168192㎡。Pa1。s.取耗氧速度常数%=411× 采空区风流发生了反转，各气体成分分布和温度 105mo4m3。s,瓦斯释放强度W=294X 的分布状态随风流改变发生变动.风流非线性渗 105-4619×104mokm2。s,变化规律见 流经迭代8次收敛9，区域剖分和风流计算结果 图2(b.冒落介质的煤放热与热容量参数参见文 详见图3北 京 科 技 大 学 学 报 第 32卷 推进等多因素综合作用的结果 [ 1--7] .根据大量的采 空区现场观测和理论计算可知, 采空区场内各量的 分布呈非均匀状态, 煤自燃高温区重心偏在进风一 侧, 瓦斯含量重心偏在回风一侧 [ 1--3, 8] .显然, 当改 变通风方向后, 工作面边界条件和采空区内漏风流 方向会发生改变, 场中各量分布重心位置也将发生 变化.这里将该方案通过采空区场流数值模拟软件 (G3)作详细模拟 [ 2] , 给出这一特殊情况的流体力学 过程和安全性分析, 为实际中必要的改变通风方向 时制定安全措施提供理论指导 . 1 算例计算定解条件与计算方案简介 吉林营城矿业有限责任公司华兴煤矿 1318炮 放面在开采中期 ( 2006年 5月 1日 ), 因生产需要更 换工作面支架, 进行了一次通风换向, 由下行通风改 为上行通风 .图 1为 1318面采场, 其中 Q为工作面 风量, qL、q′L为工作面向采空区漏入 、漏出风量, q1 为深部窒熄边界漏风量, q(CH4 )为采空区瓦斯绝对 涌出量, 以上单位为 m 3 ·min -1 . 在工作面边界上, 边界条件为: p=r1 Q 2 (L-y) (上行通风时 ), p=r1 Q 2 y(下行通风时 ) . 其他边界的边界条件为: Δ p=0(在非漏风边界上 ); c( Θ) Γ1 =c(Θ) 0, t Γ1 =T0 (在漏入新风边界 上 ) . 初始条件: c( Θ) τ=0 =c( Θ) 0, t τ=0 =T0 (在 Ψ上 ) . 式中, Γ1 为第 1类边界 ;p为风压, Pa;r1 为单位长度 工作面的风阻, N·s 2 ·m -9;L为工作面长度, m;y为 工作面上距离下端口 2点的位置, m;Θ代表各组分 气体, c(Θ) 0为新风流各气体组分的浓度, c( O2 ) 0 = 9.375 mol·m -3 , c( CO) 0 =c(CH4 ) 0 =0 mol·m -3 ;t为 温度 ;T0 为初始温度分布, 取 T0 =17 ℃. 图 1 华兴矿 1318采空区 (上行通风 ) Fig.1 No.1318 goafinHuaxingCoalMine( upwardventilation) 将计算区域简化为矩形, 以最充分自燃氧化条 件为计算背景, 不考虑常温潜伏期, 煤最短自然发火 期为 17 d;为衡量自燃对工作面的侵害, 计算给出 CO分布和 CO向工作面绝对涌入量指标 q( CO). 煤氧化产生 CO量占总耗氧量的比率随温度变化关 系由煤升温氧化实验得到 (图 2( a) ), 反推得 CO出 现的起始温度为 18.3 ℃;由封闭氧化实验测得 3 #煤 层煤样氧化最低氧含量为 3.7%.现场观察采放后 采空区煤矸松散层厚度为 1.5 m.煤 层厚度为 5.5 m, L=124 m, r1 =0.009 3 N·s 2 ·m -9 , Q=357 m 3 · min -1 , 工作面推进度为 1 m·d -1 . 图 2 采空区场基础参数.(a) 煤质 CO产生量占总耗氧量比率;( b) 工作面推进 1m·d-1瓦斯涌出强度 Fig.2 Basicparametersofthegoaffield:( a) ratiobetweenCOoutputgeneratedbycoaloxidationandtotaloxygenconsumption;( b) gaseffusionin￾tensitywhiletheadvancevelocityoftheworkingfaceis1m·d-1 2 反风时采空区各场量变动数值模拟分析 G3计算其他参数 :渗透性系数 k=5.923 ～ 168.192 m 2 ·Pa -1 ·s -1 .取耗氧速度常数 γ0 =4.11 × 10 -5 mol· m -3 · s -1 , 瓦斯 释放强 度 Wg =2.94 × 10 -5 ～ 4.619 ×10 -4 mol· m -2 · s -1 , 变 化规律见 图 2( b).冒落介质的煤放热与热容量参数参见文 献[ 3] .参数 k、γ0 和 Wg分别按测定工作面风量损 失和采空区气体取样数据由 G3拟合确定 .若不考 虑反风时风流的非稳定过程, 下 、上行通风换向时 采空区风流发生了反转, 各气体成分分布和温度 的分布状态随风流改变发生变动 .风流非线性渗 流经迭代 8 次收敛 [ 9] , 区域剖分和风流计算结果 详见图 3. · 692·