CN114856678A - 采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法及系统 - Google Patents

Abstract

本申请涉及采矿技术领域，提供一种采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法及系统，该系统包括：输氮主管、输氮干管和注氮管；输氮主管布置于采煤时的进风顺槽中，一端连接输氮干管的一端，用于向输氮干管输送氮气中；其中，输氮主管有多个节段，多个节段的输氮主管之间通过管接头连接；输氮干管从进风顺槽延伸至采煤时的采煤支架；其中，输氮干管位于采煤支架上的部分沿采煤支架的长度方向延伸；注氮管有多个，多个注氮管的输入端均并列连接于输氮干管位于采煤支架上的部分，且注氮管的输出端伸入采煤时的采空区氧化带。如此，实现采空区遗煤氧化自燃的连续抑制，减少氮气向工作面的反涌，提高防灭火效果，减少遗留管材的浪费。

Description

采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法及系统

技术领域

本申请涉及采矿技术领域，特别涉及一种采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法及系统。

背景技术

在井下采煤过程中，不可避免的会在采空区产生遗煤，这部分遗煤在漏风作用下会发生氧化放热反应，进而发生自然发火危险，对人员和财产造成危害。

氮气是一种惰性气体，具有隔氧、惰化煤样反应的特点，向采空区注氮是防止遗煤自然发火的主要手段之一。常用的注氮方法有：在采空区内迈步式插管注氮方法或者在支架后方平行支架布控长的注氮管，然而，这两种注氮方式并不能达到有效惰化采空区遗煤自然发火的目的，还会造成管材、气源的浪费。

因此，需要提供一种针对上述现有技术不足的改进技术方案。

发明内容

本申请的目的在于提供一种采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法及系统，以解决或缓解上述现有技术中存在的问题。

为了实现上述目的，本申请提供如下技术方案：

本申请提供了一种采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统，包括：输氮主管、输氮干管和注氮管；

所述输氮主管布置于采煤时的进风顺槽中，一端连接所述输氮干管的一端，用于向所述输氮干管输送氮气中；其中，所述输氮主管有多个节段，多个节段的所述输氮主管之间通过管接头连接；

所述输氮干管从所述进风顺槽延伸至采煤时的采煤支架；其中，所述输氮干管位于所述采煤支架上的部分沿所述采煤支架的长度方向延伸；

所述注氮管有多个，多个所述注氮管的输入端均并列连接于所述输氮干管位于所述采煤支架上的部分，且所述注氮管的输出端伸入采煤时的采空区氧化带。

优选地，在所述注氮管延伸至所述采空区氧化带的一端的管身上具有多个螺旋式筛孔。

优选地，所述输氮干管包括第一干管和第二干管，所述第一干管位于采煤时的回采工作面与所述进风顺槽，所述第二干管位于所述采煤支架上；其中，所述第一干管的一端连接所述输氮主管，另一端连接所述第二干管的一端，所述第二干管沿所述采煤支架的长度方向延伸。

优选地，所述第一干管的长度比所述输氮主管的长度大至少5m。

本申请实施例还提供一种采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法，

采用权利要求1-4任一所述的采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统执行，所述采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法包括：

步骤S101、基于采煤时所述采空区的多场耦合模型，确定所述采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统中相邻两个注氮管的间距，以及所述注氮管的实际数量；

步骤S102、采煤工作面回采，所述采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统中的采煤支架前移，将所述注氮管从两个所述采煤支架间放入采空区进行注氮；

步骤S103、随所述采煤支架前移，所述采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统中的输氮干管连接于不同节段的输氮主管上，以使所述采煤支架拖动所述注氮管前移。

优选地，在步骤S101中，

步骤S111、根据采煤时采空区氧化带的位置和所述采空区氧化带中的氧浓度，确定所述注氮管的长度；

步骤S112、根据采煤时的漏风关系和采空区的氧气浓度要求，计算注氮总量；

步骤S113、根据所述注氮管的单管流量和所述注氮总量，确定所述注氮管的理论数量；

步骤S114、根据所述采空区的温度场和所述注氮管的理论数量，确定相邻两个所述注氮管的间距；

步骤S115、根据所述采煤支架的宽度，以及相邻两个所述注氮管的间距，确定所述注氮管的实际数量。

优选地，在步骤S112中，按照：

确定所述注氮总量；

其中，Q表示所述注氮总量，Q_L为注氮前采空区漏风量，C₁为注氮前采空区内的氧气浓度，C₂为注氮后采空区内的氧气浓度，C_N为注入氮气的浓度。

优选地，在步骤S114中，

基于采煤时所述采空区的多场耦合模型，确定所述采空区的温度场，以得到所述采空区氧化带的注氮控制范围；

根据所述采空区氧化带的注氮控制范围和所述注氮管的理论数量，确定相邻两个所述注氮管的间距。

优选地，在步骤S115中，按照：

确定所述注氮管的实际数量；

其中，N′表示所述注氮管的实际数量，N′为正整数；A表示所述注氮控制范围；J表示相邻两个所述注氮管之间间隔的所述采煤支架的数量，J为正整数；M表示相邻两个所述注氮管的间距；H表示所述采煤支架的宽度。

优选地，所述采空区的多场耦合模型为：

其中，K表示多孔介质的渗透系数；g为重力加速度；P表示气流的静压和速压之和；n表示所述采空区内浮煤的孔隙率；

表示所述氧气的扩散系数常数；u(t)表示单位时间内单位体积遗煤的耗氧量；

表示所述氧气的摩尔浓度；K_e表示所述采空区内煤岩与所述采空区内气体的对流换热系数；λ_s表示所述采空区内煤岩的导热系数；λ_g表示所述采空区内气体的导热系数；T_s表示所述采空区内煤岩的温度；T_g表示所述氧气的温度；ρ_s表示所述采空区内煤岩的密度；ρ_g表示所述采空区内其他的密度；C_s表示所述采空区内煤岩的比热容；C_g表示所述采空区内气体的比热容；q(t)表示单位时间控制体内遗煤的放热量；S_e表示控制体内固体颗粒与气体对流换热的比表面积；D表示控制体的面积；dS表示微单元的面积；v表示面积微元△S处的渗流速度，是一个矢量；V表示控制体的体积；v₀表示工作面推进速度；α表示煤层的倾角。

有益效果：

本申请提供的采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统包括：输氮主管、输氮干管和注氮管；输氮主管布置于采煤时的进风顺槽中，一端连接输氮干管的一端，用于向输氮干管输送氮气中；其中，输氮主管有多个节段，多个节段的输氮主管之间通过管接头连接；输氮干管从进风顺槽延伸至采煤时的采煤支架；其中，输氮干管位于采煤支架上的部分沿采煤支架的长度方向延伸；注氮管有多个，多个注氮管的输入端均并列连接于输氮干管位于采煤支架上的部分，且注氮管的输出端伸入采煤时的采空区氧化带。如此，由于输氮主管有多个节段，输氮干管连接于不同节段的输氮主管上，实现输氮主管的再利用，避免了管材的浪费；此外，由于多个注氮管的输入端连接于输氮干管位于采煤支架上的部分，注氮管的输出端伸入采空区的氧化带，从而避免氮气在采煤面风流的作用下流失，充分发挥氮气的惰化效果，提高了氮气的利用率，提升了防火效果。

本申请通过将注氮管与支架连接，注氮管在采煤面推进时，会被支架拖动着不断前移，不需要搭配另接其他管路；使注氮管与支架的相对位置不变，氮气通过注氮管后端的筛孔及端头释放到采空区，实现采空区内部连续注氮。

本申请的基于采空区的多场耦合模型的模拟结果确定注氮管的布设参数，实现了采空区内部自然发火的精准防控。

本申请中，一方面通过支架移动，拖动注氮管随之前移；另一方面通过将输氮主管设计成多个节段，从而减少遗留管材的浪费。

附图说明

构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本申请的进一步理解，本申请的示意性实施例及其说明用于解释本申请，并不构成对本申请的不当限定。其中：

图1为根据本申请的一些实施例提供的采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统的结构示意图；

图2为根据本申请的一些实施例提供的采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法的流程示意图；

图3为根据本申请的一些实施例提供的采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法中步骤S101的子步骤流程图；

图4为根据本申请的一些实施例提供的采空区的多场耦合模型的求解程序流程图；

图5为根据本申请的一些实施例提供的采空区的多场耦合模型得到采空区的氧浓度场的结果示意图；

图6为根据本申请的一些实施例提供的采空区的多场耦合模型得到采空区的温度场的结果示意图；

图7为根据本申请的一些实施例提供的采空区的多场耦合模型得到采空区的温度场的另一结果示意图。

附图标记说明：

1-进风顺槽，2-回风顺槽，3-采空区，4-煤层，5-采煤支架，6-输氮主管，61-第一节段，62-第二节段，7-阀门，8-法兰盘，9-管接头，10-输氮干管，11-拆除的输氮主管，12-短管，13-三通，14-注氮管，15-筛孔，16-注入氮气。

具体实施方式

下面将参考附图并结合实施例来详细说明本申请。各个示例通过本申请的解释的方式提供而非限制本申请。实际上，本领域的技术人员将清楚，在不脱离本申请的范围或精神的情况下，可在本申请中进行修改和变型。例如，示为或描述为一个实施例的一部分的特征可用于另一个实施例，以产生又一个实施例。因此，所期望的是，本申请包含归入所附权利要求及其等同物的范围内的此类修改和变型。

示例性系统

氮气是一种惰性气体，具有隔氧、惰化煤样反应的的特点，向采空区3注氮是防止遗煤自然发火的主要手段之一。常用的注氮措施主要有在采空区3内迈步式插管注氮方法和在支架后方平行支架布控长的注氮管14的注氮方法。其中，在采空区3内迈步式插管注氮方法的注氮点单一，惰化面积有限，当采煤面往前推进时，后方采空区3发生动态尺寸变化，原注氮点位置越来越远，不再适合注氮，需要暂停注氮并更换新注氮点，所以，该方法不能实现连续注氮；并且当注氮量较大时，较大的扩散压力容易导致氮气向支架反涌，大大降低了注氮的功效；此外，采煤面推进后，该方法还会导致进风顺槽1中的注氮管14遗留在采空区3，无法回收，造成管材浪费。对于在支架后方平行支架布控长的注氮管14的注氮方法，该方法没有针对性，盲目的注氮增加了气体和管材的成本，而且由于注氮管14没有深入采空区3内部，大量的氮气在采煤面风流的作用下，快速流失，到不了采空区3内的氧化带，无法发挥惰化效果；并且较长的注氮管14难以随支架同步前移，只能随着工作面每推进一定距离，就布控新的注氮管14路，造成管材的浪费。

为解决上述技术问题，本申请提供一种采煤条件下采空区3分布式拖管连续注氮防灭火系统，以解决现有的注氮方式防火效果不佳的问题，实现防灭火的降本增效，如图1所示，该系统包括：输氮主管6、输氮干管10和注氮管14；输氮主管6布置于采煤时的进风顺槽1中，一端连接输氮干管10的一端，用于向输氮干管10输送氮气中；其中，输氮主管6有多个节段，多个节段的输氮主管6之间通过管接头9连接；输氮干管10从进风顺槽1延伸至采煤时的采煤支架5；其中，输氮干管10位于采煤支架5上的部分沿采煤支架5的长度方向延伸；注氮管14有多个，多个注氮管14的输入端均并列连接于输氮干管10位于采煤支架5上的部分，且注氮管14的输出端伸入采煤时的采空区3氧化带。

如此，由于注氮管14的输入端连接于输氮干管10位于采煤支架5上的部分，采煤工作面推进时，一方面，注氮管14被采煤支架5拖动着不断前移，不需要搭配另接其他管路；另一方面，注氮管14路与采煤支架5的相对位置不变，氮气通过注氮管14输出端伸入采煤时的采空区3氧化带将氮气释放到采空区3，实现采空区3内部连续注氮；此外，由于注氮管14输出端伸入采煤时的采空区3氧化带，释放氮气的区域离支架有一定的距离，因此氮气在漏风压力作用下不会向采煤工作面反涌，提高了氮气利用率；并且，漏入采空区3的风流会带着氮气往回风顺槽2一侧的采空区3流动，扩大了惰化范围。

需要说明的是，在本申请实施例中，采煤条件是指采煤过程中工作面回采，支架前移，采空区3不断增加长度的过程。工作面指与采空区3相对应的采煤工作面，采煤工作面形成后，不断的向前推进割煤层4，在采煤工作面的后方形成采空区3。

具体实施时，输氮主管6布置于采煤时的进风顺槽1中，一端连接输氮干管10的一端，用于向输氮干管10输送氮气中，另一端连接制氮机，制氮机布置在进风顺槽1的入口处，用于制造氮气。

其中，输氮主管6有多个节段，多个节段的输氮主管6之间通过管接头9连接，其中，相邻两个节段输氮主管6之间的管接头9设置在法兰盘8上，并朝向工作面待采煤层4一侧，法兰盘8用于控制相邻两个节段输氮主管6之间的拆卸与安装。每个法兰盘8上设置有阀门7，用于打开/关闭注入的氮气。

具体地，距离采煤工作面最近的节段称为第一节段61，沿远离采煤工作面方向对多个节段依次编号，记为第二节段62、第三节段……，其中，第一节段61与采煤工作面之间的距离至少为一个输氮主管6的长度。

工作时，当采煤工作面回采至第一节段61时，将进风顺槽1中与第一节段61连接的输氮干管10拉向第二节段62的管接头9处，将输氮干管10通过管接头9与第二节段62连接，关闭第二节段62的法兰盘8上的阀门7后，拆除第一节段61处的输氮主管6并进行回收。随后，打开第二节段62的法兰盘8上的阀门7进行注氮，此时，原第二节段62的输氮主管6变为新的第一节段61，原第一节段被拆除回收继续使用。当采煤工作面持续回采时，重复上述操作。如此，随着采煤工作面向前推进，无需暂停注氮并重新更换注氮点，从而实现连续注氮。此外，由于输氮主管6有多个节段，且节段之间可拆卸连接，采煤工作面推进时，通过将接近工作面的第一节段61拆除回收，并将输氮干管10与第二节段62连接，实现连续注氮的同时减少管材、气源的浪费。

输氮干管10从进风顺槽1延伸至采煤时的采煤支架5；其中，输氮干管10位于采煤支架5上的部分沿采煤支架5的长度方向延伸。在一些实施例中，输氮干管10包括第一干管和第二干管，第一干管位于采煤时的回采工作面与进风顺槽1，第二干管位于采煤支架5上；其中，第一干管的一端通过管接头9连接输氮主管6，另一端连接第二干管的一端，第二干管沿采煤支架5的长度方向延伸。

具体实施时，输氮干管10可以为耐高压橡胶管，其直径为φ50-100mm。其中，第一干管为长管，一端通过管接头9连接输氮主管6，另一端连接第二干管；第二干管包括多个短管12，第一干管与第二干管、相邻两个短管12之间均通过三通13连接，第二干管通过采煤支架5间缝隙布置在采煤支架5上，并沿采煤支架5的长度方向延伸，进一步地，第二干管固定在采煤支架5后腿柱与采煤支架5底座的连接处，并沿采煤支架5的长度方向延伸30m。

在另一些实施例中，第一干管的长度比输氮主管6的长度大至少5m。如此，第一干管的留有足够的余长，一方面保证了输氮干管10能够随采煤工作面推进而移动，另一方面，当遇到采煤巷道不平整，或者采煤巷道中存在运料、其他操作设备仪器时，第一干管的余长可以保证采煤巷道内具有足够的操作空间，避免遇到上述情况时因管长不够需重新接管的问题。

注氮管14有多个，多个注氮管14的输入端均并列连接于输氮干管10位于采煤支架5上的部分，且注氮管14的输出端伸入采煤时的采空区3氧化带。

具体地，多个注氮管14的输入端通过三通13并列连接于第二干管中相邻两个短管12的连接处，多个注氮管14的输出端从相邻两个短管12的连接处横着向采空区3延伸，并伸入至采空区3氧化带。其中，注氮管14可以为矿用耐高压橡胶管，直径为φ40-50mm，其抗压强度≥40Mpa，具有耐砸性、抗拉性，满足采煤条件下长期使用的需求。

在一些实施例中，在注氮管14延伸至采空区3氧化带的一端的管身上具有多个螺旋式筛孔15。可以理解地，螺旋式筛孔15指的是筛孔15的中心连线按照螺旋方式均匀布置在注氮管14的管身上。如此，当注氮管14发生转动时，筛孔15沿螺旋式分布在注氮管14的管身，可使整个管身的一圈都有筛孔15，从而避免使用过程中由于注氮管14紧贴底部的筛孔15被堵住而无法注氮的问题。

在一具体的例子中，螺旋式筛孔15位于距离注氮管14输出端的末端2m长度范围内，筛孔15的直径可以为5mm。如此，在距离注氮管14输出端的末端2m范围内布设筛孔15，使注入的氮气能够深入至采空区3氧化带，提高注氮效率，此外，由于筛孔15深入采空区3氧化带，释放氮气的区域距离采煤支架5具有一定距离，当注氮量较大时，氮气在漏风压力的作用下不会向采煤工作面反涌，提高了氮气的利用率，且，采空区3的漏风流动会带着氮气向回风顺槽2一侧的采空区3流动，从而扩大了氮气的惰化范围。

综上所述，本申请实施例提供的采煤条件下采空区3分布式拖管连续注氮防灭火系统，采用包括输氮主管6、输氮干管10和注氮管14的结构，其中：输氮主管6布置于采煤时的进风顺槽1中，一端连接输氮干管10的一端，用于向输氮干管10输送氮气中；其中，输氮主管6有多个节段，多个节段的输氮主管6之间通过管接头9连接；输氮干管10从进风顺槽1延伸至采煤时的采煤支架5；其中，输氮干管10位于采煤支架5上的部分沿采煤支架5的长度方向延伸；注氮管14有多个，多个注氮管14的输入端均并列连接于输氮干管10位于采煤支架5上的部分，且注氮管14的输出端伸入采煤时的采空区3氧化带。如此，由于输氮主管6有多个节段，输氮干管10连接于不同节段的输氮主管6上，实现输氮主管6的再利用，避免了管材的浪费；此外，由于多个注氮管14的输入端连接于输氮干管10位于采煤支架5上的部分，注氮管14的输出端伸入采空区3的氧化带，从而避免氮气在采煤面风流的作用下流失，充分发挥氮气的惰化效果，提高了氮气的利用率，提升了防火效果。

本申请实施例通过将注氮管14与采煤支架5连接，注氮管14在采煤面推进时，会被采煤支架5拖动着不断前移，不需要搭配另接其他管路；使注氮管14与采煤支架5的相对位置不变，氮气通过注氮管14后端的筛孔15及端头释放到采空区3，实现采空区3内部连续注氮。

示例性方法

本申请实施例还提供一种采煤条件下采空区3分布式拖管连续注氮防灭火方法，采用上述任一所述的采煤条件下采空区3分布式拖管连续注氮防灭火系统执行。

图2为根据本申请的一些实施例提供的采煤条件下采空区3分布式拖管连续注氮防灭火方法的流程示意图。如图2所示，该方法包括：

步骤S101、基于采煤时采空区3的多场耦合模型，确定采煤条件下采空区3分布式拖管连续注氮防灭火系统中相邻两个注氮管14的间距，以及注氮管14的实际数量。

在一些可选实施例中，步骤S101的详细过程如图3所示，其包括如下子步骤：

步骤S111、根据采煤时采空区3氧化带的位置和所述采空区3氧化带中的氧浓度，确定所述注氮管14的长度L。

具体实施时，采空区3氧化带的位置为基于采煤时采空区3的多场耦合模型对注氮前采空区3中的氧浓度进行仿真得到，其中，采煤时采空区3的多场耦合模型用公式(1)表示，公式(1)如下：

式中，K表示多孔介质的渗透系数，单位为m/s；g为重力加速度，单位为m/s²；P表示气体静压和速压之和，单位为Pa；n表示采空区3内浮煤的孔隙率，单位为％；

表示氧气的扩散系数常数；u(t)表示单位时间内单位体积遗煤的耗氧量，单位为mol/(s·m³)；

表示氧气的摩尔浓度，单位为mol/m³；K_e表示采空区3内煤岩与采空区3内气体的对流换热系数，单位为J/(m²·s·K)；λ_s表示采空区3内煤岩的导热系数，单位为W/m·℃；λ_g表示采空区3内气体的导热系数，单位为W/m·℃；T_s表示采空区3内煤岩的温度，单位为K；T_g表示氧气的温度，单位为K；ρ_s表示采空区3内煤岩的密度，单位为kg/m³；ρ_g表示采空区3内其他的密度，单位为kg/m³；C_s表示采空区3内煤岩的比热容，单位为J/(kg·℃)；C_g表示采空区3内气体的比热容，单位为J/(kg·℃)；q(t)表示单位时间控制体内遗煤的放热量，单位为kJ/(mol·s)；S_e表示控制体内固体颗粒与气体对流换热的比表面积，单位为m²；D表示控制体的面积；dS表示积分计算中微单元的面积；v表示面积微元△S处的渗流速度矢量，单位为m/s；V表示控制体的体积；v₀表示采煤工作面的推进速度，单位为m/d；α表示煤层4的倾角，单位为°。

需要说明的是，上述采空区3的多场耦合模型中，将采空区3冒落的煤岩视为连续非均质且各向同性的多孔介质来处理。其中，控制体指的是流场的控制体，具体说明如下：设采空区3流场中有一点M₁，任取包含M₁的封闭曲面F₁，所围面积为D₁，体积为V₁，n₁为F₁的单位法线向量，其指向朝外，那么封闭曲面F₁可称为流场的控制体。本申请实施例所选取的采空区3控制体内含有足够多的浮煤碎石，构成多孔隙结构，同时该控制体足够小，相对于采空区3而言可将其看成一个质点。如此，采空区3可以看成是由孔隙介质的质点所组成的连续介质，那么有关物理量在采空区3内便成为连续可微的函数。

根据上述采空区3的多场耦合模型数值仿真得到的采空区3的氧浓度场的结果，确定采空区3氧化带的深度，将采空区3氧化带的深度作为注氮管14的长度L。

其中，采空区3的多场耦合模型的求解过程为：对多场耦合模型进行离散得到节点方程组，设计和编制计算机程序对节点方程组进行耦合求解，得到求解结果，其程序流程图如图4所示。

根据文献《煤炭自燃理论与防治实践》，确定划分“三带”的氧浓度指标，其中，氧化带划分的氧浓度指标为：氧气浓度在8％～18％，则根据采空区3的多场耦合模型得到采空区3的氧浓度场的结果，将氧浓度场中氧浓度开始降低为18％的位置与采煤工作面的距离确定注氮管14的长度为L。

步骤S112、根据采煤时的漏风关系和采空区3的氧气浓度要求，计算注氮总量。

其中，由于注入氮气后采空区3总漏风量保持不变，则有采煤时的漏风关系具体为：

Q_L＝Q+Q_K (2)

式中，Q_L为注氮前采空区3漏风量，单位为m³/min；Q表示注氮总量，单位为m³/h；Q_K表示注氮后的采空区3漏风量，单位为m³/min。

需要说明的是，在采煤过程中，从采煤支架5到采空区3按照氧气浓度依次划分为漏风带(氧气浓度取值范围：21％～18％)，氧化放热带(氧气浓度取值范围：18％～8％)，窒息带(氧气浓度取值范围：小于8％)，这些不同的氧气浓度带划分的区域对应着冒落岩石的密实程度。其中，氧化带是自然发火的区域，模拟得到氧化带的分布，将氧浓度18％的地方作为控制长度，这个长度是从采煤支架5到氧浓度为18％的距离。

也就是说，空气形成的风流进入采煤工作面时，氧气浓度为21％，依次经采空区3的漏风带(散热带)、氧化带至窒息带，氧气浓度逐渐降低，到达氧化带时风流中的氧气浓度约为13～15％。

在注氮的条件下，97％浓度的氮气与氧气相混合，将氧化带内的氧浓度控制在7％以下，即为采空区3的氧气浓度要求，也即，根据相关规定，氧化带内的氧浓度需要控制在7％以下。则按照公式：

确定注氮总量；

式中，C₁为注氮前采空区3内的氧气浓度，取值范围为13～15％；C₂为注氮后采空区3内的氧气浓度，取值范围为小于7％；C_N为注入氮气16的浓度，取值范围为≥97％。

步骤S113、根据注氮管14的单管流量和注氮总量，确定注氮管14的理论数量。

其中，注氮管14直径为d，一般氮气流速v为10-20m/s，则注氮管14中单管流量q可根据公式(4)计算得到，公式(4)如下：

式中，q表示单管流量，单位为m³/h；v表示单管中氮气流速，单位为m/s；d表示注氮管14的直径，单位为m。

根据注氮管14的单管流量和注氮总量，确定注氮管14的理论数量，用公式(5)表示，公式(5)为：

式中，N为注氮管14的理论数量，单位为根。

步骤S114、根据采空区3的温度场和注氮管14的理论数量，确定相邻两个注氮管14的间距。

在一些可选实施例中，步骤S114具体为：基于采煤时采空区3的多场耦合模型，确定采空区3的温度场，以得到采空区3氧化带的注氮控制范围；根据采空区3氧化带的注氮控制范围和注氮管14的理论数量，确定相邻两个注氮管14的间距。

具体实施时，首先基于采煤时采空区3的多场耦合模型，开展数值仿真，并用计算机程序进行运算，确定采空区3的温度场，如图6、图7所示。然后，分析确定高温区域宽度A，则采空区3氧化带的注氮控制范围为A。则根据采空区3氧化带的注氮控制范围和注氮管14的理论数量，可以确定相邻两个注氮管14的间距为：

式中，M表示相邻两个注氮管14的间距，单位为m。

步骤S115、根据采煤支架5的宽度，以及相邻两个注氮管14的间距，确定注氮管14的实际数量。

由步骤S114的计算结果可知，相邻两个注氮管14的间距不能大于M，若采煤工作面支架的宽度为H，则可以每隔J个支架布置1根注氮管14。

那么，该高温区域内的注氮管14的实际数量N′至少应为：

式中，N′表示注氮管14的实际数量，单位为根，N′取正整数；J为大于等于1的正整数。

示例性地，以A矿为例，采空区3的多场耦合模型求解得到采空区3内氧浓度场模拟结果如图5所示，根据氧浓度分布图可知，氧浓度开始降低为18％的位置距工作面约20m，确定注氮管14的长度L为20m。

根据现场测定可知，注氮前的采空区3漏风量Q_L为350m³/min；选择注氮前采空区3内氧气浓度C₁为15％；注氮后采空区3内的氧气浓度C₂为7％；注入氮气16的浓度C_N为97％；选择注氮管14直径d为50mm；氮气流速v为10m/s；则按照上述步骤S112计算得到的注氮总量Q为：

注氮管14的单管流量q为：

注氮管14的理论数量N为：

由上述注氮管14的理论数量的计算结果可知，注氮管14的数量不少于11根。

基于采煤时采空区3的多场耦合模型得到的采空区3的温度场的模拟结果如图7所示，分析确定高温区域宽度A约为40m，则采空区3氧化带的注氮控制范围A为40m。

根据采空区3氧化带的注氮控制范围和注氮管14的理论数量，确定相邻两个注氮管14的间距为：

由上述相邻两个注氮管14的间距的计算结果可知，注氮管14的间距不能大于3.6m。

若采煤工作面支架的宽度H为1.5m，则可以每隔2个支架布置1根注氮管14。那么，该高温区域内的注氮管14的实际数量N′至少应为：

根据上述分析结果，在该例子中最终注氮管14的布设参数为：注氮管14的长度L为20m；注氮总量Q为750m³/h；注氮管14的间距不大于3.6m；注氮管14的实际数量为14根。如此，通过多场耦合模型得到注氮管的布设参数，从而实现精准注氮。

步骤S102、采煤工作面回采，采煤条件下采空区3分布式拖管连续注氮防灭火系统中的采煤支架5前移，将注氮管14从两个采煤支架5间放入采空区3进行注氮。

具体实施时，首先根据步骤S101计算得到的注氮管14的布设参数，完成采煤条件下采空区3分布式拖管连续注氮防灭火系统连接，其中，根据氮气的流通顺序连接各个管路，氮气的流通顺序为：输氮主管6的第二节段62→输氮主管6的第一节段61→管接头9→第一干管→第二干管→注氮管14→采空区3。然后，采煤工作面回采，采煤条件下采空区3分布式拖管连续注氮防灭火系统中的采煤支架5前移，将注氮管14从两个采煤支架5间放入采空区3，完成放管。完成注氮管14放管后，开启阀门7，开始注入氮气，氮气从注氮管14的输出端末端和筛孔15释放进入采空区3。

步骤S103、随采煤支架5前移，采煤条件下采空区3分布式拖管连续注氮防灭火系统中的输氮干管10连接于不同节段的输氮主管6上，以使采煤支架5拖动注氮管14前移。

具体地，采煤支架5前移时，拖动注氮管14同步前移。当采煤支架5前移至输氮主管6的第二节段62时，关闭输氮主管6的第一节段61与第一干管之间管接头9上的阀门，将输氮干管10从输氮主管6的第一节段61的管接头9拔下，拉回并接入第二节段62的管接头9，继续注入氮气。同时关闭第二节段62与第一节段61之间管接头9的阀门，拆除该管接头9的法兰盘8，从而将拆除的输氮主管11进行回收。

采煤工作面继续回采时，循环上述步骤S102～步骤S103，以使采煤支架5拖动注氮管14前移，从而实现连续注氮。

综上所述，本申请实施例基于采空区3的多场耦合模型的模拟结果确定注氮管14的布设参数，在时空上实现采空区3遗煤氧化自燃的精准、连续抑制，实现了采空区3内部自然发火的准确防控。

以上所述仅为本申请的优选实施例，并不用于限制本申请，对于本领域的技术人员来说，本申请可以有各种更改和变化。凡在本申请的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本申请的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统，其特征在于，包括：输氮主管、输氮干管和注氮管；

所述输氮主管布置于采煤时的进风顺槽中，一端连接所述输氮干管的一端，用于向所述输氮干管输送氮气中；其中，所述输氮主管有多个节段，多个节段的所述输氮主管之间通过管接头连接；

所述输氮干管从所述进风顺槽延伸至采煤时的采煤支架；其中，所述输氮干管位于所述采煤支架上的部分沿所述采煤支架的长度方向延伸；

所述注氮管有多个，多个所述注氮管的输入端均并列连接于所述输氮干管位于所述采煤支架上的部分，且所述注氮管的输出端伸入采煤时的采空区氧化带。

2.根据权利要求1所述的采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统，其特征在于，在所述注氮管延伸至所述采空区氧化带的一端的管身上具有多个螺旋式筛孔。

3.根据权利要求1-2任一所述的采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统，其特征在于，所述输氮干管包括第一干管和第二干管，所述第一干管位于采煤时的回采工作面与所述进风顺槽，所述第二干管位于所述采煤支架上；其中，所述第一干管的一端连接所述输氮主管，另一端连接所述第二干管的一端，所述第二干管沿所述采煤支架的长度方向延伸。

4.根据权利要求3所述的采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统，其特征在于，所述第一干管的长度比所述输氮主管的长度大至少5m。

5.一种采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法，其特征在于，采用权利要求1-4任一所述的采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统执行，所述采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法包括：

步骤S101、基于采煤时所述采空区的多场耦合模型，确定所述采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统中相邻两个注氮管的间距，以及所述注氮管的实际数量；

步骤S102、采煤工作面回采，所述采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统中的采煤支架前移，将所述注氮管从两个所述采煤支架间放入采空区进行注氮；

步骤S103、随所述采煤支架前移，所述采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火系统中的输氮干管连接于不同节段的输氮主管上，以使所述采煤支架拖动所述注氮管前移。

6.根据权利要求5所述的采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法，其特征在于，在步骤S101中，

步骤S111、根据采煤时采空区氧化带的位置和所述采空区氧化带中的氧浓度，确定所述注氮管的长度；

步骤S112、根据采煤时的漏风关系和采空区的氧气浓度要求，计算注氮总量；

步骤S113、根据所述注氮管的单管流量和所述注氮总量，确定所述注氮管的理论数量；

步骤S114、根据所述采空区的温度场和所述注氮管的理论数量，确定相邻两个所述注氮管的间距；

步骤S115、根据所述采煤支架的宽度，以及相邻两个所述注氮管的间距，确定所述注氮管的实际数量。

7.根据权利要求6所述采煤条件下采空区分布式拖管连续注氮防灭火方法，其特征在于，在步骤S112中，按照：

确定所述注氮总量；

其中，Q表示所述注氮总量，Q_L为注氮前采空区漏风量，C₁为注氮前采空区内的氧气浓度，C₂为注氮后采空区内的氧气浓度，C_N为注入氮气的浓度。

8.根据权利要求6所述的采煤条件下采空区分布式拖管续注氮防灭火方法，其特征在于，在步骤S114中，

基于采煤时所述采空区的多场耦合模型，确定所述采空区的温度场，以得到所述采空区氧化带的注氮控制范围；

根据所述采空区氧化带的注氮控制范围和所述注氮管的理论数量，确定相邻两个所述注氮管的间距。

9.根据权利要求8所述的采煤条件下采空区分布式拖管续注氮防灭火方法，其特征在于，在步骤S115中，按照：

确定所述注氮管的实际数量；

其中，N′表示所述注氮管的实际数量，N′为正整数；A表示所述注氮控制范围；J表示相邻两个所述注氮管之间间隔的所述采煤支架的数量，J为正整数；M表示相邻两个所述注氮管的间距；H表示所述采煤支架的宽度。

10.根据权利要求5-9任一所述的采煤条件下采空区分布式拖管续注氮防灭火方法，其特征在于，所述采空区的多场耦合模型为：

其中，K表示多孔介质的渗透系数；g为重力加速度；P表示气流的静压和速压之和；n表示所述采空区内浮煤的孔隙率；

表示所述氧气的扩散系数常数；u(t)表示单位时间内单位体积遗煤的耗氧量；

表示所述氧气的摩尔浓度；K_e表示所述采空区内煤岩与所述采空区内气体的对流换热系数；λ_s表示所述采空区内煤岩的导热系数；λ_g表示所述采空区内气体的导热系数；T_s表示所述采空区内煤岩的温度；T_g表示所述氧气的温度；ρ_s表示所述采空区内煤岩的密度；ρ_g表示所述采空区内其他的密度；C_s表示所述采空区内煤岩的比热容；C_g表示所述采空区内气体的比热容；q(t)表示单位时间控制体内遗煤的放热量；S_e表示控制体内固体颗粒与气体对流换热的比表面积；D表示控制体的面积；dS表示微单元的面积；v表示面积微元△S处的渗流速度，是一个矢量；V表示控制体的体积；v₀表示工作面推进速度；α表示煤层的倾角。

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