地面钻井抽采下的高瓦斯采空区注氮防灭火研究

罗新荣，李亚伟，丁　振

(中国矿业大学 安全工程学院，江苏 徐州 221116)



地面钻井抽采下的高瓦斯采空区注氮防灭火研究

罗新荣，李亚伟，丁振

(中国矿业大学 安全工程学院，江苏 徐州 221116)

高瓦斯易自燃煤层的瓦斯治理与防灭火是理论与技术难题。模拟研究综采工作面采空区在地面钻井抽采条件下注氮防灭火的适用性，根据某矿综采工作面的实际条件，采用Fluent软件建立并开发相应的CFD模型。针对采空区的非均性，对采空区内渗透率、遗煤与氧气发生氧化反应的范围进行重新界定，编制自定义函数；模拟不同抽采量和不同注氮形式下采空区内温度场变化。结果表明：地面钻井抽采使高温区的范围在采空区的四周增大，抽放口附近温度明显升高；工作面后20 m处注氮只能抑制或降低注氮口附近的温度，提高注氮量在一定程度上起到降温作用，但氮气利用率低；深部(工作面后100～200 m)注氮可以很好地抑制采空区温度升高，配合工作面推进速度可以达到防灭火的目的。

瓦斯;渗透率； 注氮量； 温度场； 抽采量

0　引　言

目前，针对采空区自燃的预防及控制措施包括注氮、凝胶阻化剂、封堵漏风通道、均压灭火，以及加快工作面推进速度等[1-4]。其中，注氮是一种被广泛应用较成熟的防灭火技术，通过向采空区注入一定量的惰性气体破坏供氧条件，在不改变生产进度和外部风量的情况下缩小自热升温带的范围，减少煤自燃的几率[5]。近年来，模拟采空区注氮防灭火技术在国内外已有不少成功实例，并日渐成熟。李宗翔等[6-7]基于非均质漏风渗流方程、气体渗流-扩散方程和多孔介质渗流综合方程进行模拟研究。杨胜强等[8-9]利用Fluent软件，对采空区漏风现场进行数值模拟，证明采空区自燃是一个氧热微循环过程。时国庆等[10-11]通过对采空区渗流场的数值模拟得到采空区渗流速度及氧气浓度的分布。在国外，澳大利亚学者Ren等[12]利用CFD商业软件，详细研究了采空区瓦斯运移与采空区煤自燃发火控制问题，并取得丰富的成果。美国学者Yuan等[13]利用CFD模型研究了采空区漏风流场，并以此为基础指导通风设计，控制瓦斯和遗煤的自燃发火。但是，国内外对采空区裂隙发育非均匀性，导致的流场、瓦斯场及温度场的变化文献不多，为此，笔者选择了某高瓦斯矿区的综采工作面。根据开采煤层的实际地质参数，建立采空区三维CFD模型，开发非均匀采空区渗透率、孔隙率随空间变化的自定义函数，界定采空区遗煤氧化反应的范围。在地面钻井抽采流量不同的情况下，向工作面采空区进行不同形式的注氮，模拟采空区温度场、氧气浓度的情况。将模拟结果与实际监测进行比较，以期为矿井采空区防灭火提供理论与方法借鉴。

1　模拟采空区注氮防灭火的数学模型

CFD模拟采空区注氮防灭火的基础是建立在Navier-Stokes方程之上。这是一组描述流体守恒定律的偏微分方程，采空区气体流动须遵守质量方程、动量方程、能量方程及组分方程[14]。

(1)连续性方程

(1)

式中：ρ——密度；

t——时间；

v——渗流速度；

Sm——源项。

用户通过自定义函数将采空区的瓦斯源添加到连续项的质量流。

(2)动量方程

(2)

式中：p——静压力,

τ——应力张量；

ρ·g——重力；

SF——多孔介质中的动量损失源项，因流体在多孔介质中流动而形成，由黏性损失和惯性损失两部分组成。

(3)组分质量方程

(3)

式中：wi——气体组分i的质量分数；

Ji——组分i的扩散通量;

Qi——组分i的增减源项。

(4)能量方程

(4)

式中：T——热力学温度；

κ——采空区气体的导热系数；

cp——比热容；

ST——能量损失源项。

由于采空区内的氧气与煤体之间有氧化反应，因此，

ST=vO2Q，

(5)

式中：vO2——采空区内的耗氧速率；

Q——煤每消耗 氧气所放出的热量。

vO2=φ(O2)nAexp(-E/RT)，

(6)

式中：φ(O2)——组分气体氧气的体积分数；

n——常数，取值0.5～1.0；

A——指前因子；

E——反应活化能；

R——气体常数。

运用上述控制方程，建立几何模型，选择相应的求解设置，给出物质属性和边界条件，通过数值方法进行解算，便可以得到采空区内各气体运移与温度分布的解。

2　CFD模型的建立与模拟

2.1采空区注氮防灭火CFD模型的建立

该矿区13-1主采煤层具有很强的突出危险性，且其透气性系数低，预抽困难，因而通过开采保护层11-2煤层来作为13-1煤层区域性防突措施。11-2煤层属于高瓦斯煤层，在该矿全区广泛分布，煤层埋藏深度700～800 m，平均煤层厚度3.0 m，煤层倾角0～8°，由西向东趋缓。煤层形态属于较复杂类型。两煤层之间的其他岩层地质条件如表1所示。

表1煤岩层地质条件及平均厚度

Table 1Geological condition and average thickness of coal and rock

地层系统界系统组岩石类型Σd/md-/m古生界二叠系上统上石河子组泥岩40.81.813-1煤层46.15.3泥岩51.85.712煤层52.20.4砂质泥岩59.77.5花斑泥岩62.42.7砂质泥岩65.73.3细砂岩70.64.9花斑泥岩76.55.9砂质泥岩106.029.5细砂岩109.43.4砂质泥岩114.45.011-3煤层114.80.4泥岩121.46.611-2煤层124.23.0砂质泥岩130.46.0

模拟工作面为下保护层11-2煤层综采工作面，工作面倾斜长200 m，工作面推进长度1 860 m，平均厚3.0 m。回采期间平均日推进度4.0 m，瓦斯质量体积约6.2 m3/t。采用全负压U形通风，配风量2 160 m3/min。采空区内瓦斯涌出来源主要有采煤工作面、采空区遗煤、邻近煤岩层，综合涌出量为50 m3/min。采空区涌出气体中瓦斯占95%以上，气体涌出源项近似看成100%CH4。

根据现场综采工作面的基本情况，建立三维CFD模型，并进行解算。表2给出工作面CFD模型基本参数及边界条件。

表2综采工作面CFD模型基本参数及边界条件

Table 2Basic parameters and boundary conditions of CFD modeling in working face

模型参数数值采空区工作面巷道长400m,宽200m宽4m,高3m模型20m,包括底板上方采空区冒落带13m,断裂带7m煤层倾角8°,由西向东趋缓通风方式和风量“U”形通风,风量2160m3/min采空区瓦斯涌出量50m3/min采空区气体涌出源项100%CH4地面钻孔地面瓦斯抽采钻孔1个,距开切眼120m,距回风侧50m,深部注氮钻孔2个,距工作面分别是100m和200m,距进风侧50m

网格划分利用ICEM CFD15.0采用六面体网格划分，在进回风巷、工作面、地面钻孔及注氮口处采用局部网格加密的方法提高模拟精度，模型总划分网格272 215个。模型几何特征和网格划分如图1所示。

a　几何特征

b　计算网格

2.2采空区注氮防灭火CFD模型的模拟

文献[15-16]实验结果见图2。图2表明，在煤层开采过程中，采空区渗透率会随着采空区孔隙、裂隙的发育演变而发生变化。在工作面开采前期，采空区内的裂隙发育会随着顶板的垮落而急剧增加。随着工作面的不断推进、顶板的继续垮落，在上覆岩层应力作用下距离工作面一定距离的采空区中部逐渐压实而变得最为紧密，与此同时，采空区渗透率同样发生着从急剧增大到逐渐减小的变化。但在采空区的四周区域，由于有着工作面和周围煤壁的支撑作用，所以在采空区四周上覆岩层中会形成稳定的裂隙发育区，具有较高的渗透率并且富集游离态瓦斯，其范围大小随煤层地质条件的不同而变化，是瓦斯流动和高效抽采的区域。

a　煤层基本顶初次垮落

b　煤层基本顶第一次周期来压

c　煤层工作面推进180 m

d　煤层工作面推进190 m

Edwards 和 Ediz利用有限元技术，通过对采场应力的分析并结合现场实测数据的校正，得出采空区的渗透率沿走向和倾向符合正切双曲线分布规律，在采空区四周有较高的渗透率[17]。工作面推进一段距离后，采空区上覆岩石会依次经历垮落、逐渐压实和稳定的过程，其渗透率也会逐步降低。沿采空区走向范围，从工作面到中间压实区，其碎胀系数符合以下分布规律[18]：

(7)

α——衰减系数，取0.015～1.000 m；

x——沿走向距离工作面的距离，m。

采空区孔隙率ε与碎胀系数具有关系[19]：

(8)

采空区渗透率α的大小满足Blake-Kozeny公式[19]

(9)

式中：Dp——冒落带岩块直径，沿采空区走向取值0.11～0.3 m。

由式(8)和(9)计算得出采空区孔隙率分布范围0.03%～0.38%，渗透率大小为2.3×10-9～8.5×10-4m2。结合矿井资料与实测数据，并考虑到采空区“O”型圈漏风通道和环形裂隙体的存在，经过对渗透率进行校正，最终确定其大小为1.0×10-9～1.0×10-3m-2，其空间分布，如图3所示。

图3　采空区渗透率分布

由于采空区四周是漏风的主要通道，也是遗煤发生氧化反应的主要场所[19]。为了使模拟的结果更加接近实际，对采空区内遗煤与氧气发生氧化反应的范围进行重新界定。遗煤在不同范围内氧化反应产生的热量QR满足以下分段函数：

(10)

式中:Q——煤每消耗1 mol氧气所产生的热量。

采空区内的瓦斯涌出源分布参考自定义函数进行编译[20]。

Sm=QCH4×(1.5-x/L)，

(11)

式中：QCH4——工作面采空区瓦斯涌出量；

L——采空区的走向长度；

X——测点距工作面的距离。

将采空区的三维渗透率、能量源项和瓦斯涌出源项采用C++语言程序来编写，然后通过图形用户面板与Fluent的求解器进行连接。文中采用k-ε标准模型，不仅因为该模型模拟功能强大、高效，具有合理的精度，还因为它在进行计算时比较稳定，残差曲线不会出现大范围的振荡[21]。

3　模拟结果与分析

3.1地面钻井瓦斯抽采条件下注氮方式优化

在地面钻井抽采下，采空区瓦斯大量减少，但风流中的氧气在漏风的作用下不断涌入采空区深部，采空区四周的遗煤等危险源与氧气长时间接触而氧化产生大量的热量，积聚的热量加速了煤温的上升，达到煤的自燃发火点后开始自燃。因此，瓦斯的抽采使氧化带的范围变大，采空区发生遗煤自燃的危险性升高。CFD数值模拟可以很好地反映出不同抽采条件下采空区温度场的分布，依据模拟结果采取相应的措施进行防灭火工作。图4给出综采面采空区在地面钻井抽采流量为9、15 m3/min两种状态下温度场的分布。

由图4可见，其一，地面钻井瓦斯抽采促使采空区氧化带的范围变大，随着抽采流量的增加，温度在采空区四周明显升高。当抽采流量为15 m3/min时，遗煤与氧气氧化反应产生的热量开始向地面钻孔附近聚集，此时钻孔周围的温度有所升高。其二，地面钻井瓦斯抽采促使采空区竖直方向上的温度也相应升高，而且开切眼上方的温度相对于未抽采的情况增加了5～6 ℃。地面钻井瓦斯的抽采使采空区遗煤自燃的可能性升高。为了防止自燃事故的发生，在瓦斯抽采的同时向采空。

防止采空区遗煤自燃，常用的方法是在采空区进风侧工作面后20 m处进行注氮，通过减少氧化带的范围来降低自燃发火的危险性[22]。CFD模型可以用来分析不同注氮量、不同注氮形式下的注氮效果，为采空区防灭火工作提供最优的途径。在地面钻井抽采瓦斯条件下，传统的注氮方式在防灭火效果上并不是很理想，低注氮量只能降低注氮口附近的温度，高注氮量虽然能起到一定的降温作用，但氮气利用率低，费用高。为了更好地做到注氮防灭火，通过改变注氮位置来提高注氮效率。在采空区进风侧设置两处注氮钻孔zd1、zd2，距工作面距离分别为100、200 m，距进风巷煤壁50 m。在地面钻孔抽采流量为15 m3/min的情况下，观察不同注氮形式下防灭火的效果。同时在距离工作面20 m处注氮口注氮量为2 400 m3/h、地面钻孔抽采流量为15 m3/min的情况下，比较采空区温度场的变化情况，如图5所示。

a　未抽采　　　b　瓦斯抽采流量9 m3/min

c　瓦斯抽采流量9 m3/min　　d　瓦斯抽采流量15 m3/min

Fig.4Temperature field distribution under different pumping flow rate of ground drilling in gob

由图5b可以看出，采空区20 m处注氮量为2 400 m3/h时，注氮只能降低钻孔附近一定范围的温度，而且范围(0～40 m)有限。沿开切眼走向的高温带(42～44 ℃)的范围并没有减小。在实际工程中时常出现注氮后仍然发生自燃的情况，这与氮气的作用范围、采空区的漏风情况、地面钻井的抽采强度有关。

a　未抽采、未注氮　　　　　b　未注氮

图5　抽采流量15 m3/h时不同注氮方式的温度场

Fig.5Pumping flow rate 15 m3/h,temperature field of different nitrogen injection mode

地面钻井抽采流量为15 m3/min时，在工作面后100～200 m的深部注氮比在工作面后20 m处注氮的效果要好。同一注氮流量下，不同的注氮位置在抑制热量往采空区深部流动方面也不同，zd2的注氮效果比zd1要好，但由于注氮孔距工作面较远，相比于zd1进风侧靠近工作面的高温范围有所增加。深部联合注氮的效果比单一孔注氮的效果要好。采空区深部注氮虽然能很好地抑制氧化带的范围，但在靠近工作面附近仍有热量集聚，需配合工作面推进速度才能达到防灭火的目的。

3.2模型验证可行性分析

为了更好验证模拟结果的可靠性，对考察的综采工作面采空区的实测温度、氧气分布进行对比分析。考察工作面采空区布置两个监测点(图6)，1号监测点位于采煤工作面进风巷采空区贴帮，伸入采空区1.5 m；2号监测点距1号监测点10 m，伸入采空区约0.2 m。检测工作面推进后，不同采空区深度的温度和氧气体积分数，并与模拟结果进行对比，见图7。

图6　采空区测点布置

a　温度

b　氧气体积分数

Fig.7Simulation and experimental analysis of oxygen concentration and temperature in gob

由图7可以看出，采空区进风侧的氧气体积分数随着测点距工作面距离的增加逐渐降低，温度随着测点距离的增加而逐渐升高。模拟曲线与实测曲线在走势上基本一致，以此为基础的其他模拟结果具有可行性。

4　结　论

(1)针对采空区的非均性，对采空区内渗透率、遗煤与氧气发生氧化反应的范围重新界定，编制了自定义函数。模拟结果更符合实际。

(2)地面钻井瓦斯的抽采，使得采空区四周和抽放口附近温度明显升高。在工作面后20 m处注氮仅能在注氮口附近取得较好的降温效果，远离注氮口的回风侧附近温度依然很高。加大注氮量对采空区四周的温度起到一定的抑制或降低。采空区深部钻孔注氮(工作面后100～200 m)可以抑制氧气涌入采空区深部，缩小高温带的范围，多钻孔联合注氮的防灭火效果比单钻孔好。

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(编辑徐岩)

Research on nitrogen injection and fire prevention in high gas mining area under ground drilling

LUO Xinrong,LI Yawei,DING Zhen

(School of Safety Engineering,China University of Mining &Technology,Xuzhou 221116，China)

Gas management and fire prevention in high gassy and inflammable coal seam is a notorious theoretical and technical problem.This problem is addressed by investigating the applicability of preventing and extinguishing fire using nitrogen injection,when it comes to surface drilling and drainage conditions in fully mechanized working face goaf;developing corresponding CFD models using Fluent software based on the actual conditions of fully mechanized working face in a coal mine;defining residual coal and oxygen oxidation reaction in goaf in response to the non homogeneity of mined out area,the range of permeability;and simulating the change of temperature filed in gob under different extraction conditions and different injection rates.The simulation shows that surface drilling and drainage results in a larger range of high temperature zone around goaf,contributing to a significantly higher temperature in drainage bores;nitrogen injection at 20 m behind working face can only inhibit or reduce the temperature near the nitrogen injection,increasing the amount of nitrogen injection to a certain extent;and the injection of nitrogen in the deep part of the gob(after working face 100—200 m) could provide the control of the temperature increase in the goaf and benefit the drawing speed of working face to achieve the fire prevention.

gas;permeability;nitrogen injection quantity;temperature;drainage volume

2016-04-04

国家自然科学基金项目(U1361102)

罗新荣(1957-)，男，江西省樟树人，教授，博士生导师,研究方向：矿建瓦斯防治理论与技术，E-mail：aq204@cumt.edu.cn。

10.3969/j.issn.2095-7262.2016.03.003

TD713； X93

2095-7262(2016)03-0244-07

A