高地温矿井综放采空区自燃危险区域判定技术研究.pdf

西安科技大学 硕士学位论文 高地温矿井综放采空区自燃危险区域判定技术研究 姓名赵阳 申请学位级别硕士 专业安全技术及工程 指导教师文虎；陈晓坤 2011 论文题目高地温矿井综放采空区自燃危险区域判定技术研究 专 业安全技术及工程 硕 士 生赵 阳 （签名） 指导教师文 虎 （签名） 陈晓坤 （签名） 摘 要 煤炭在当今世界能源结构中占有十分重要的地位， 能源危机的频频发生使得人们越 来越注重煤炭资源的可持续节约性开采。随着浅部煤炭资源的减少和枯竭，深部开采已 成为必然趋势。随着矿井深度的增加，和浅部开采相比，深部开采有了很大的不同，其 中地温和地压的加大，配风量增大，造成向采空区漏风量增加，采空区的渗透系数及其 漏风范围也相应发生了变化， 三带分布规律随之发生改变。 煤层自然发火的危险性增加， 使火灾有了上升的趋势。因此，研究高地温深井综放采空区浮煤自燃危险区域的判定技 术具有重要的意义。 本文以山东省龙固煤矿 1301N 工作面为研究对象， 采用实验研究、 现场观测和数值 模拟相结合的办法对高地温矿井综放采空区自燃危险区域进行了研究。首先，利用大型 煤自燃发火实验台，对龙固煤矿煤样的自燃特性参数进行了实验测试研究，为高地温矿 井综放采空区渗流模型的建立， 以及对采空区自燃危险区域划分的现场观测提供了基础 数据。其次，对 1301N 工作面进行现场观测，结合实验测出的煤自燃极限参数，对采空 区自燃危险区域进行了判定，并得出了安全推进速度。再次，通过理论分析与现场观测 相结合的方法得出工作面采空区空隙率分布、漏风通道分布及渗透率分布的规律，结合 工作面实际情况， 建立采空区渗流数学及物理模型并对其边界条件进行合理简化。 最后， 应用 FLUENT 软件对综放采空区的漏风状况进行了数值模拟研究，得出了采空区气体 渗流强度、氧浓度、压力分布等等值线图，将模拟结果与现场观测得出的采空区自燃危 险区域分布进行了对比，模拟结果与实测结果基本吻合，证明了模型的有效性及对采空 区防灭火工作的指导意义。同时通过数值模拟研究了风量不同时采空区氧浓度、气体渗 流速度、压力等的变化，进而研究了采空区自燃危险区域的变化。 关 键 词高地温；采空区；自燃危险区域判定；数值模拟 研究类型应用研究 Subject Research of Spontaneous Combustion Danger Zone Partition of Gob of Fully Mechanized Caving Face in High Ground Temperature Coalmine Specialty Safety Engineering Name Zhao Yang Signature Instructor Wen Hu Signature Chen Xiao Kun Signature ABSTRACT Coal is among the most important energy resources around the world, and sustainable conservation of the coal resources becomes increasingly important. Consequently, the mine on better geologic condition and with low strata has nearly been ended, which lead to the inevitably tendency of deep exploit. Along with mine pit depths increase, the deep mining and superficial part mining had the very big difference. And the geostatic pressure and ground temperature enlargement, matches the amount of wind to increase, creates increases to the mined out area leaking out quantity, the mined out area penetration coefficient and the leaking out area correspondingly has also changed, coal spontaneous combustion danger zones distribution rule along with it change. The coal bed spontaneous combustions risk increased, enables the fire to have the rise tendency. Therefore, it is very necessary to research the partition of spontaneous combustion danger zone in gob of fully mechanized caving face in high ground temperature coalmine. In this article, the 1301N working face in Longgu coal mine of Shandong province was taken as example; s of experiment, field observation and numerical simulation were combined to study the law of loose coal spontaneous combustion. Firstly, by making the use of large experiment device of coal spontaneous combustion, experiment the property parameter of coal self-ignition, and provide basic data for setting–up of forcast model of the golf and it numerical analogue for ventilation leakage condition of the gob of fully mechanized caving face in deep and high ground temperature coalmine. Secondly, on-the-spot observe face of the 1301N working face, with the property parameter of coal self-ignition, boundary of self-heating zone is partitioned, and got the safe advancing. Thirdly, the distribution of rock pressure, porosity, leakage channels and permeability of the gob were studied through theoretical analysis and flied observation. Then a mathematical model of Seepage and air species concentration was built and simplified using the theory of heat and mass transfer in porous media. After that, distribution of oxygen concentration and the velocity of air flow in the gob were calculated by simulating the flow field using fluent software numerically. Then, with the result of simulation, contrast with the coal spontaneous combustion dangerous zones which partitioned from the observation of the workface, and its results are identical on the whole with on-the-spot of reality. Proved the model validity and eradicates the guiding sense of the control of spontaneous combustion in mined out area. Meanwhile has studied the change of oxygen concentration, the gas seepage velocity, the pressure of mined out area in different amount of wind, then studied the change of self-heating zone. Key words High ground temperature Mined-out area Partition of spontaneous Combustion danger zone Numerical simulation Thesis Application study 学 位 论 文 独 创 性 说 明 本人郑重声明所呈交的学位论文是我个人在导师指导下进行的研究工作及 其取得研究成果。尽我所知，除了文中加以标注和致谢的地方外，论文中不包含 其他人或集体已经公开发表或撰写过的研究成果，也不包含为获得西安科技大学 或其他教育机构的学位或证书所使用过的材料。与我一同工作的同志对本研究所 做的任何贡献均已在论文中做了明确的说明并表示了谢意。 学位论文作者签名 日期 学 位 论 文 知 识 产 权 声 明 书 本人完全了解学校有关保护知识产权的规定，即研究生在校攻读学位期间 论文工作的知识产权单位属于西安科技大学。学校有权保留并向国家有关部门或 机构送交论文的复印件和电子版。本人允许论文被查阅和借阅。学校可以将本学 位论文的全部或部分内容编入有关数据库进行检索，可以采用影印、缩印或扫描 等复制手段保存和汇编本学位论文。同时本人保证，毕业后结合学位论文研究课 题再撰写的文章一律注明作者单位为西安科技大学。 保密论文待解密后适用本声明。 学位论文作者签名 指导教师签名 年 月 日 1 绪论 1 1 绪论 1.1 选题背景及研究意义 1.1.1 选题背景 我国煤层自燃发火现象非常严重， 煤层自燃火灾也是制约矿井安全生产与发展的主 要因素之一。 据统计， 在我国北方七省煤田自燃火区共有 56 处， 燃烧面积累计达 720km2， 燃烧深度达地表下 100 多米，每年因自燃烧毁的煤量约为 3000 多万吨，导致每年造成 损失资源 40 多亿元，并同时伴随着大面积得环境破坏、大气污染等。在我国国有煤矿 中约有 56的矿井存在着煤层自然发火危险[1]，据资料显示，在全国 600 多对统配煤矿 和重点煤矿中，超过半数开采着易自燃煤层，因自燃发生火灾发生的次数占煤矿火灾总 次数的 90以上， 在已经开采过的 220 个综放工作面中发生了 182 次因自燃导致的火灾 事故。因此，煤层自燃火灾是制约矿井安全生产与发展的主要因素之一。 随着浅部煤炭资源的减少和枯竭，地下开采的深度在逐渐增大。在我国已探明的煤 炭储量中，深埋在 1000m 以下的约为 2.95 万亿吨，占煤炭资源总量的 53％[2]。开采深 度达到 600m 以上即称之为深井。 我国煤矿开采深度每年开采深度以 8 到 12 米的速度增 加。其中，开滦赵各装矿开采深度为 1159m、北票冠山矿开采深度为 1059m、沈阳采屯 矿开采深度为 1197m、 徐州张小楼矿开采深度为 1100m、 新汶孙村矿开采深度为 1055m、 北京门头沟开采深度为 1008m、 长广矿为 1000m。 预计未来 20 年我国很多煤矿进入 1000 到 1500 米的深度。 综上所述，我国煤炭资源开发由浅向深发展是必然规律，深井开采防灭火技术是当 今主要深井开采国家（如德国、俄罗斯、波兰等）在开采技术研究方面十分关注的问题 之一。随着煤矿开采规模的扩大，开采深度的逐渐增加，深部开采中遇到的煤层自然发 火问题日益增多，对当前的煤矿生产和今后矿井建设的影响日趋严重。因此，深井开采 煤层防灭火技术问题的研究不仅是目前一些深矿井面临的问题，而且从长远看，它将是 今后进一步开发利用深部煤炭资源带有战略意义的问题。 采空区是煤矿煤炭自然发火最易发生的地点之一。据统计，国有重点煤矿采空区内 发生的煤自然发火次数占煤自然发火总数的 60％[3]。 随着我国大量采用综放开采技术的 应用，采空区发火的次数急剧增加，同时综放采空区内部浮煤自燃点位置的隐蔽性与难 以确定性，导致发现与防灭火工作的滞后，造成人力、物力的浪费，给矿井生产带来重 大安全隐患。因此，采空区内部浮煤自燃点位置的精确确定的问题是长期以来困扰煤矿 安全生产的一个难度非常大而又急需解决的难题， 准确地预测采空区浮煤自燃发火的危 西安科技大学硕士学位论文 2 险性，既可早采取防灭火措施，防止采空区浮煤向自燃状态转变，这对于减少煤矿火灾 与爆炸等恶性事故的发生，保证煤矿的安全生产具有重要意义[4-5]。 1.1.2 研究意义 随着开采深度的增加，地质环境更加复杂，与浅部开采相比，深部开采有了很大的 不同，具体表现在高地应力、高地温和高岩溶水压的三高‖上面。这种特征往往使采空 区遗煤自燃危险性增加。在开采过程中，由于工作面机械设备功率较大，散热量大，生 产集中，开采强度增大导致的渗流区域增大，采面配风量加大，漏风强度增大，遗煤供 氧量充足；两道顶煤的放出率低，致使采空区两道堆积大量松散煤体，使得采空区遗煤 的自然发火的可能性增加。 龙固煤矿主采煤层为 3（3 上、3 下）煤层，煤自燃倾向性等级为Ⅱ类。1301 N 综 放面是龙固矿首个综放面，所采煤层属于 3煤层，平均厚度 8.5m，采 3.5m 放 5m。工 作面走向长约 3000m，倾向长 220m，倾角为 35 ，巷道布置如图 1 所示，设计配风量 为 2400m3/min，煤系地层平均地温梯度 3.23℃/100m，地温达 42℃。工作面通风采用下 行通风。 1301 N 运顺 1301 N 综放面 1301 N 回顺 一 采 轨 道 上 山 二 联 络 巷 一 采 回 风 上 山 一 采 运 输 上 山 一 联 络 巷 FL22 H120m 100m 回风顺槽采空区 09m 9m47m 47m 38m 可见， 对龙固矿 1301N 工作面采空区两道采取了多种堵漏防火措施后， 进回风巷两 侧氧气浓度迅速降低，进风侧氧化散热带在距工作面 20m，而回风侧氧化散热带约距工 作面左右。其原因主要是采空区两侧与采空区内冒落的孔隙率不同，两侧均处于煤壁的 支撑范围之内，孔隙率大，渗透性大，导致漏风供氧充足，漏风强度大。回风巷标高比 进风巷高，它顶板的冒落要比进风巷更充分。此外，进、回风巷每隔 10 米打一道密闭 墙，对两道堵漏风起到了很好的作用。 自燃危险区域的范围变化较大，在进回风两侧采空区狭窄条带内，由于煤壁的支撑 作用，漏风相对较大。同时，工作面进风顺槽连续不断供给采空区新鲜风流，氧化升温 西安科技大学硕士学位论文 36 带范围比回风侧大，约在 20120m 范围内。而在回风侧采空区内部，由于采空区中部 氧化后的乏风流出，氧气浓度较低，因此，氧化升温带范围相对于进风侧要小，它的范 围约是在距离工作面 947m 区域。 3.3.2 采空区自燃危险区域及安全推进速度 只有在自燃危险区域范围内部遗煤才有可能发生自燃，因此，只有根据工作面实际 推进速度、工作面配风量及氧化升温带的动态变化情况，才能确定综放采空区内部氧化 自燃危险区域。 根据实验得出的最短自然发火期 min 和现场的工作面推进速度，可计算得到工作面 在最短自然发火期内的推进距离 0 L，即 0min0 L （3.15） 式中， 0 为工作面实际平均推进速度m/d。 当综放面采空区内氧化升温带的长度 L 小于 0 L的时，采空区浮煤基本不会自燃。 当 L 大于 0 L的时，浮煤便有可能自燃升温，采空区氧化升温带内宽度 0 LL 的区域即采 空区内部的自燃危险区域。 根据采空区氧化带长度和煤层实际最短自然发火期，可推算出工作面安全推进度 min L A  m/d （3.16） 当工作面的推进速度 A 时采空区浮煤就不会发生自燃。对于 1301N 综放面， 工作面的临界推进速度为 30 41 120  L x d L V 87.8m/月 当工作面每月推进长度小于 87.8m 时，在进风侧采空区有自燃的危险。在工作面的 设计正常推进速度（126 m/月，平均 4.2/天）条件下，采空区基本不会发生自燃，但两 道‖区域仍是防灭火工作的重点区域。 4 高地温矿井综放采空区渗流模型及边界条件 37 4 高地温矿井综放采空区渗流模型及边界条件 采空区煤岩是一个有机物即遗煤和无机物岩石混合而成的多空隙岩体， 在煤层破碎 后，表面积急剧增加，暴露出许多能发生氧化反应和吸附的活性结构，这些结构氧化释 放出热量，在一定蓄热环境下，热量的积累导致浮煤温度的升高，从而使浮煤进一步氧 化放热性增强， 最终温度达到着火点导致自燃。 因此， 煤自然发火的过程具有以下特点 ①发生在非均质的松散煤体之中；② 松散遗煤体内部存在着非稳态的压力差、气体浓 度差和温度差，从而会引起非稳态的气体渗流；③ 遗煤与空气之间存在着热量和质量 的交换（氧气的消耗、气体的吸附和脱附、煤氧复合作用产物的生成、空气中水蒸气含 量的变化等） ；④ 煤氧化学反应热源引起质和热交换加剧，使渗流增强；⑤ 温度场、 力场和流场都随时间和空间变化的。 如果能把采空区的自燃危险区域进行提前预测出， 将会对开采过程中采空区煤体自 燃的防灭火工作提供可靠依据，进而防止遗煤自燃。因此，建立采空区内部渗流模型， 采用基于渗流场模拟的计算机数值计算方法得出氧浓度和漏风强度的分布规律， 劲儿依 据实验所得到得自燃极限参数来判定自燃危险区域[45]。 但由于采空区煤体的不均质性及 外部环境的复杂性和变化性，考虑到计算机的处理能力，必须根据理论分析和现场观测 对渗流模型及其边界条件进行合理的简化，方能进行运算。 4.1 松散煤岩体传质及其数学模型 4.1.1 松散煤岩体内传质 空气渗流导致的采空区内部松散煤体氧气的传质包括渗流、扩散、吸附、脱附以及 氧化反应耗氧与生成气体产物的过程，它们受到孔隙特征、压力梯度和温度等许多因素 的影响。其中温度对多孔传质不仅对流体的黏度系数、吸附平衡有影响，而且对扩散系 数也有重大影响[46]，是非常复杂的。 （1）渗流 流体流经多孔介质内部的流动称之为渗流， 达西定律是解决多孔渗流问题的基本方 程。 据达西定律， 渗流的流量受多孔体特性、 流体的物理性质和多孔介质压力梯度制约 P k AQQ  / （4.1） 式中，Q为单位截面面积上的流量体积；Q为体积流量；A为截面面积；k为渗透 率，为定值。P为总压力；P为压力梯度。 根据Sutherland的研究，气体的黏性系数与温度的关系在很大范围内（T2000K） 西安科技大学硕士学位论文 38 符合以下关系式 4 .110 2 3   T T 常数 （4.2） 式中，T为绝对温度，K。 因此，随温度的升高，空气中分子运动的加剧，黏性系数会发生增高。当温度很高 时，可近似认为T。将气体状态方程 RTp 和（3.2）式代入（3.1）得 P kRT TPK Vm   2 5 4 .110  （4.3） 式中，m为气体质量流量；k为常数。 取 273K 时某种气体在多孔均匀介质中的质量流量为 1，则根据（4.3）式可计算出 在不同温度条件下该气体在相同的多孔介质、压力和压力梯度下的质量流量。当温度从 0℃上升到 20℃时，渗透质量流量下降量约为 12，上升至 200℃，流量下降约为 45。 因此温度对渗透流量有非常显著的影响，应充分考虑。 （2）扩散 分子扩散根据其速度的大小依次分为一般扩散、过渡扩散、Kundsen扩散、表面扩 散和晶体扩散。 气体分子在多孔介质孔径远大于分子平均自由程的孔隙内部扩散称为一 般扩散，在孔径比分子平均自由程小的孔隙内扩散为Kundsen扩散。分子沿表面移动形 成表面扩散，在固体颗粒内部形成固体扩散。由于其它扩散模式占气体在浮煤中扩散的 比例十分小，因此在本文模拟中主要考虑一般扩散。 相互接触的两种流体，假设左侧为流体 1，右侧为不同流体 2。若界面的张力为零， 由于空气分子的热运动，流体 1 中的分子和流体 2 的分子相互扩散。其速度符合Fick第 一扩散定律，即 1121 CDJ （4.4） 式中， 1 J表示组分 1 向 2 中扩散的通量，/ 2 smmol； 12 D为扩散系数，是与温度 和压力有关的参数； 1 C表示组分 1 的浓度， 3 /mmol。 采空区遗煤内部的孔径比较大， 扩散属于一般扩散， 其规律也可以用Fick定律描述。 但因为多孔介质煤岩体孔径大小、形状和排列也是毫无规律的，且孔道是弯曲的，空气 在遗煤中扩散的阻力因煤岩体内部孔道排列的无规律性而增加， 同时孔隙孔截面的减小 可使增大扩散阻力，从而使扩散量减少。因此，主体扩散的有效扩散系数D为  nD SL nD D 12 12  （4.5） 式中， L为长度因子； S为孔道形状因子；n是空隙率；是考虑到孔道的无规律 性等因素影响的校正因子，一般的值在 1.52.0 之间。可见空隙率对松散煤体内的渗 4 高地温矿井综放采空区渗流模型及边界条件 39 流、扩散都有较大影响。 （3）氧化反应 遗煤发生自燃是浮煤的氧化过程释放出热量所导致的结果。 煤氧化反应过程释放热 量的大小直接影响到煤自燃过程。 放热强度是由煤外表面化学反应活性较高的分子的结 构类型及密度、煤的空隙率、氧气浓度、温度、煤的粒度等因素决定的。而煤的氧化反 应是从煤体表面开始的， 温度及氧气浓度对煤氧化反应过程的影响一般符合阿累尼乌斯 定律和质量定律。故可以得出单位的体积下煤样在单位时间耗氧质量为 q RT E CkTV n O exp 0 0 2  （4.6） 式中， 0 k为与煤结构相关常数；n为反应的级数，一般取n1；q为煤岩体的反应 热。因此，随着温度的不断增加，耗氧速率呈指数规律的增加。 综上可见，空气在多孔介质内部的移动过程受温度的影响比较大。气体在多孔介质 中存在的吸与脱附、渗透和扩散等过程的受温度的影响。一般在相同压力和压力梯度下 和条件，渗透流量很小；氧分子的热运动随温度的升高而加快，而如果空气中各个组份 分压力梯度相同，一般扩散通量发生增加，而Kundsen扩散的扩散通量会发生减小；随 温度升高煤对氧气的吸附和脱附速度均会提高，但吸附量会减少，煤岩体内部的煤氧化 反应速率呈指数趋势升高。因此，温度对煤自燃影响的上述作用可以直接对煤自燃的进 程产生影响。 4.1.2 渗流及扩散数学模型 由于采空区遗煤内部孔隙分布的不均匀性，且难以确定漏风源汇，同时采空区遗煤 中的流场难以确定，因此，本文简化为仅考虑平均意义下的漏风强度，即通过单位面积 松散煤体的风量。假设采空区内部风流在松散煤体中的密度不发生变化，且松散煤体对 吸附与脱附达到平衡状态，则可得出[46] 0         z Q y Q x Q z y x （4.7） 式中， zyx、、 分别为坐标轴；Q为漏风强度（通过单位面积煤样的漏风量） 。 由于采空区遗煤体中的漏风孔隙通道是极不规则且相互交错的， 导致松散煤体中的 空气流动十分复杂。蒋曙光等依据对平顶山 12 个煤矿采空区内冒落区岩石碎胀系数分 析及气体流动规律进行研究，计算得出不同区域内部渗流的雷诺数。认为在无压力区， 其雷诺数 max Re 可达 265，为紊流，在压实区域雷诺数 max Re0.034，渗流处于层流状态； 在靠近工作面的一定距离的采空区范围 max Re0.5621，属过渡流与紊流之间的状态。 尽管渗流状态随着在采空区位置的不同而不同， 而且空气渗流进入采空区速率会快速降 低，故主要是呈现出层流状态的，采空区渗流动量方程近似可以用达西定律表示，即可 西安科技大学硕士学位论文 40 以表示为                   z H KQ y H KQ x H KQ zz yy xx （4.8） 式中， x Q、 y Q、 z Q分别为三个方向上的漏风强度分量，sm/；H为总水头，Pa， g V z g P H 2 2   ，其中P为静压力，Pa；  空气密度， 在常温常压 条件下 3 /2946. 1mkg；g为重力加速度， 2 /8 . 9smg ，动能项 g V 2 2 比其它项小，可以忽 略；K为渗透系数，kgsm/ 3 ； Kk，为绝对渗透率， 2 m；为空气的黏性系数， /107894. 1 5 smkg  ；由于采空区内部冒落煤岩体的形状、大小及分布都是没有规 律的，因而不考虑以上条件对空气在煤岩体中渗流的影响，且将采空区渗透率假设成各 方向相同，即 zyx KKK 。 由（4.7） 、 （4.8）式得 0                                 z H k zy H k yx H k x zyx （4.9） 4.1.3 氧气浓度方程 在煤岩体中氧气的运移过程主要有扩散和渗流。采空区遗煤内部内空隙比较宽，空 气的渗流发生在相对体积较大的孔隙中，同时遗煤内部速度较小，是层流。根据多孔介 质的传质理论，氧气在遗煤体内部的质量平衡方程为[47] 2 2 2 2 2 2 TV z C D y C D x C D z C Q y C Q x C Q zyxzyx                   （4.10） 式中，D为氧气在采空区浮煤中的扩散系数，smD/1088. 2 25 ； TV 为当氧浓 度为观测值时的耗氧速率，煤样在新鲜风流中的耗氧速率 0 TV 可通过实验观测并计算 得出。 TV 与氧气浓度成正比，则 0 0 TV C C TV （4.11） 4 高地温矿井综放采空区渗流模型及边界条件 41 4.2 采空区压力及空隙率分布 4.2.1 采空区压力分布 采空区漏风强度和煤体蓄热条件都是与孔隙率是密切相关的， 但由于采空区物质的 不同，综放采空区内部孔隙率分为二部分来考虑一部分是采空区浮煤的空隙率；二是 垮落顶板的空隙率。煤体内部氧气的渗透和分布、高温点的深度等受采空区浮煤的空隙 率影响；垮落顶板的空隙率主要影响表面风流散热和漏风强度的大小，随着工作面的推 进和时间的增加会发生矿压的变化， 采空区的孔隙率随时间的增加而改变。 一般情况下， 煤层顶板的岩石越坚硬，孔隙率越大；矿压的增大会造成孔隙率的减小，并且该地点距 工作面越远，矿压越大，压实时间长，孔隙率越小；反之变大[48]。 根据前苏联学者的现场矿压观测研究得知，采空区矿压分布如图 4.1 所示，图中曲 线是在开采深度 174m，采高 2.2m，作面长度 95m，推进到 320m 处安放仪器所测结果， 1曲线是沿运输巷的测值，2和 3曲线分别是距运输巷 20m 和 45m 处的测值。从图中 可以看出，采空区压力随距工作面距离的增大而增大最后会趋于某个恒定值，这个距离 大约在 100m，由此可得出采空区孔隙率的分布是由规律的。同时，工作面推进的速率 对采空区孔隙率也是有影响的， 推进的速度越快， 采空区内部压力的作用时间就会越短， 孔隙率相对与推进速度慢的会比较大。 图 4.1 采空区矿压分布示意图 在综放面生产过程中， 采空区煤层顶煤及上部岩层会发生垮落， 继而产生大量裂隙， 在采空区形成冒落带‖、裂隙带‖和变形带‖。其中冒落带和裂隙带是采空区漏风渗流 的主要地点。在工作面推进的过程中，在老顶初次来压垮落之后，发生周期性来压、垮 落，采空区破碎煤岩体逐步被压实。从而使采空区松散体内的空隙率发生变化，渗流率 的空间分布也不均匀。 西安科技大学硕士学位论文 42 4.2.2 采空区空隙率分布 工作面顶部垮落后，采空区可简化视为均匀多孔介质，鉴于其复杂性，为了便于计 算机计算模拟，可将孔隙度简化为一个连续函数。考虑多孔介质中某点 ,,zyxP ，围绕 该点取一个包含足够多孔隙的体元 i V ， i V 内孔隙的容积为 ip V  ，点P是空隙空间 的形心，定义点 ,,zyxP 处的空隙度[49]为 i ip VV V V P i      lim  （4.12） 其中体元  V为采空区内浮煤特征体元。 据空隙度的定义，结合现场可以简化认为顶部岩层孔隙率在垂直方向是不变的。 采空区内部孔隙率随着与工作面距离的增大而减少， 其变化规律与矿压随距离的变 化规律是相反的。根据苏联学者对采空区矿压的观测结果，随着与工作面距离增加，采 空区矿压不断增加，但其增幅减少。当距离工作面超过 100m 时，矿压趋于稳定。据现 场观测数据得知，在顶部岩层垮落之后，形成的松散煤体厚度达到实体煤层厚度的 1.3 倍，即其孔隙率约为 0.3。而经过一段时间压实后的老空区，经现场观测其遗煤孔隙率 约为 20。如果假定近距离煤层采空区孔隙率在距工作面小于 100m 时随距离变化的规 律符合抛物线递减，大于 100m 时由于矿压恒定，其空隙率不再随距离而变化，可拟合 得出采空区漏风松散体的空隙分布拟合公式       100 2. 0 100 3. 0002. 000001. 0 2 y yyy f （4.13） 式中，f 为孔隙率，y 为到工作面的距离，m。 近距离煤层采空区孔隙率与距离的关系如图 4.2 所示。 4 高地温矿井综放采空区渗流模型及边界条件 43 0.18 0.2 0.22 0.24 0.26 0.28 0.3 0.32 020406080100120 距离/m 孔隙率 图 4.2 采空区孔隙率分布曲线图 4.2.3 松散煤岩渗透系数 据文献得知， 多孔介质的渗透率取决于其中的孔隙率， 假设孔隙率尺寸及分布固定， 则渗透率只受多孔介质的孔隙率的影响，是孔隙率的函数。由此可以认为渗透率也在某 一特定的破碎煤体中，空气的渗透率也是孔隙率n的函数，即 nk 。通过实验测定 了空气在不同孔隙率的松散煤体中渗流的渗透率。 结果表明， 在n00.45 和n0.450.5 范围内，渗透率与空隙率之间关系的回归方程为 26 10605. 1nnk   n00.45 （4.14） 2 998.11227 104484. 1 n enk   n0.450.5 （4.15） 则空气在松散煤体内的渗透系数为 2 01605. 0nK  n00.45 （4.16） n eK 998.11227 104484. 1   n0.450.5 （4.17） 孔隙率n与渗透率k的关系见下表 4.1。 表表 4.1 n与与k k的关系（的关系（k k单位单位 2 2 m m） ） N 0.1 0.2 0.25 0.3 0.35 0.4 0.45 0.5 0.502 0.503 k 106 0.16 0.64 1.00 1.44 1.97 2.57 3.25 4.99 6.26 7.00 由 4.2.2 节得知，采空区内孔隙率一般介于 0.2 和 0.3 之间，故采空区内的渗流系数 西安科技大学硕士学位论文 44 可由 4.16 式得出。 4.3 采空区简化物理模型的建立 4.3.1 渗流及计算区域 在综放面的开采过程中，空气通过工作面沿着多孔介质渗流至采空区内部，引起采 空区浮煤发生氧化放热，导致浮煤的自燃。在综放面的开采过程中，老顶初次来压垮落 后，发生周期性来压、垮落，导致顶部岩层出现冒落带、裂隙带和整体移动带，称前两 者为破裂带，破裂带是渗流的主要区域[51]。 根据 1301N 工作面的实际情况， 考虑到计算机处理能力， 结合对采空区空隙率分布 和渗透率分布可对采空区及顶部破裂带渗流区域作如下合理假设 （1）工作面布置在未经开采破坏的煤层中，因此只把采空区认为是渗流区域，其 他部分都认为是墙壁，且渗流区域可看作是均匀的多孔介质，工作面及部分巷道也纳入 计算范围。 （2）采空区浮煤内部存在着空隙，并且其顶部相当高的岩层内也存在着漏风，也 被视为在渗流区域内，因而采空区渗流率在三维方向都发生改变； （3）采空区遗煤与渗流空气中的氧气发生化学反应和吸附作用并消耗氧气，耗氧 速度与渗流空气中氧气浓度成正比关系； （4）由于采空区浮煤的耗氧使采空区内部氧浓度分布并不均匀，氧气按照Fick定 律从浓度高处向浓度低处发生扩散。由于煤自燃过程非常缓慢，可以认为采空区内部的 扩散及传热过程是稳态的，并在最终达到扩散与反应的平衡。 采空区距煤壁 10m 内的浮煤厚度为 7.14m，其他为 1.82m；发生渗流的破裂带在采 空区进回