凡永鹏,穆晓刚,师 超
(1. 辽宁工程技术大学 矿业学院,辽宁 阜新 123000;2. 辽宁工程技术大学 安全工程技术研究院,辽宁 阜新 123000)
随着我国煤矿开采深度和强度的加大,工作面瓦斯治理难度也变的愈加困难[1]。在我国重点矿井中,具有自燃发火危险矿井数目占47.29%,其中即具有高瓦斯又有自燃倾向性的矿井也有着相当大的数量[2]。因此,在解决工作面瓦斯问题的同时兼顾采空区遗煤自燃的研究变的非常重要。
顶板巷对采空区瓦斯治理技术目前在许多矿井广泛使用,许多学者对其做了很多研究,褚廷湘等[3]针对顶板巷瓦斯抽采,通过理论分析的方法提出了顶板巷安全抽采量的概念。王洪胜[4]通过室内相似模型试验的方法,对顶板巷作用下的采空区气体流动和瓦斯分布规律进行研究,得到了适合相应综放工作面的合理瓦斯抽采量。杨胜强[5]等通过对不同尾巷负压下采空区氧化带宽度进行数值模拟,初步说明了顶板巷对采空区自然发火的影响规律;张明[6]在恩洪煤矿122908综采工作面布置顶板巷进行“一巷两用”,最终达到了很好的瓦斯治理效果;张玫润等[7]通过理论建模的方法分析了“一面四巷”布置方式下,高抽巷对工作面、顶板巷瓦斯浓度的影响,在考虑采空区遗煤自燃的条件下,确定了高抽巷最佳抽采负压。
通过以上分析可知,目前对顶板巷抽采泄压瓦斯“U+I”型工作面,进风量与抽采负压对工作面瓦斯和采空区氧化带耦合关系的研究需要进一步完善。采用CFD软件对“U+I”型工作面不同进风量、不同抽采负压下的工作面瓦斯浓度和采空区氧化带宽度进行模拟,确定合理通风和抽采参数,揭示顶板巷对不同位置处瓦斯浓度、氧化带宽度的影响规律。
煤矿采空区可以看作由遗煤和冒落岩石所组成的非均匀多孔介质,气体在采空区内流动必遵守质量、动量和能量守恒方程,其通用控制方程为[8-9]:
(1)
式中:φ为通用变量;Г为广义扩散系数;S为广义源项;u为速度矢量m/s;
作为采空区气体运移通用约束控制方程,不同约束形式对应着不同的φ,Г,S,表1给出了此3个符号与特定方程的对应关系。
表1 不同控制方程中各符号的具体形式
其中,ui为气体在i方向的速度分量m/s;μ为采空区气体动力粘性系数,MPa·s;p为采空区气体微元体上的压力,MPa;xi为气体微元体在i方向上的尺寸,m;Si为气体在采空区运移过程中在i方向上由粘性损失和惯性损失引起的动量损失源项,N/m3;k为采空区气体的传热系数,W/(m2·K);T为采空区气体温度,K;c为采空区气体比热容,J/(kg·K);ST为流体粘性耗散项,J/kg;Cn为n组分的体积浓度;Dn为n组分的扩散系数,m/s;Sn为采空区单位时间单位体积产生n组分的质量,kg/(m3·s)。
随着工作面向前推进,受煤柱和工作面支架影响,采空区在开切眼、两巷和近工作面位置形成“O”形裂隙发育区[10]。而实际对采空区气体运移研究过程中,虽然采空区开采线位置裂隙较为发育,由于其距采空区漏风源/汇距离远,对采空区气体运移几乎没有影响,为了减少网格数目、加快模拟收敛速度,将原有的“O”形裂隙发育区调整为“U”形裂隙发育区[11],引用文献[13]中的孔隙率公式来对采空区压实状态进行描述:
(2)
τ= -m1d1(1-e-ξ1 m0 d0)
式中:n(x,y)为采空区空间任一点处的孔隙率;Kmax,Kmin分别为采空区初始岩体碎胀系数和压实后岩体碎胀系数;d0,d1分别为空间上的点到巷道壁和工作面边界的距离,m;m0,m1分别为采空去岩体碎胀系数在工作面倾向和走向的衰减速度;ξ1为控制模型形态调整系数。取m0=0.036 8,m1=0.268,ξ1=0.233 3时采空区孔隙率分布如图1。
图1 采空区“U”型裂隙发育孔隙率分布Fig.1 The distribution of porosity in the "U" fissure of mined out area
采空区瓦斯在多孔介质内渗流,在原有动量方程中增加动量损失源项进行模拟,其中动量损失包括粘性损失和惯性损失。采用Blake-Kozeny公式对采空区渗透率、粘性阻力系数和惯性阻力系数进行描述:
(3)
(4)
(5)
式中:e为采空区多孔介质渗透率;C1为粘性阻力系数;C2为惯性阻力系数;bm为采空区平均粒子直径,取0.014~0.016 m。
2306综放工作面平均煤层厚度为6 m,工作面长度为160 m,采高3 m。进风巷风量为1 900 m3/min,顶板巷抽采流量为760 m3/min。煤自然发火期为33 d,瓦斯涌出量为10 m3/min。
根据工作面实际建立物理模型(如图2):采空区走向长度为100 m,高40 m。进回风巷长15 m,宽5 m,高 3m。工作面长160 m,宽5 m,高3 m。顶板巷距离煤层顶板和回风巷的距离分别是1,15 m,横截面长4 m,高3 m,进入采空区深度为5 m。
图2 采空区物理模型三维结构示意Fig.2 Schematic diagram of three dimensional physical model of mined out area
根据2306综放工作面实际情况、多孔介质流体力学理论及Fluent有限元分析理论,对采空区数值模拟求解参数进行设定(如表2所示)。
表2 采空区数值模型求解参数
在采空区数值模拟研究过程中,自燃三带的划分指标主要有采空区漏风速度、采空区氧浓度和采空区升温率3类。其中由于煤为热的不良导体,破碎煤体传热和各区域的升温过程十分复杂,所以,采空区升温率仅作为三带划分的辅助指标[12]。
以2306综放面采空区物理模型为基础,对不同风量下采空区自燃三带进行模拟研究。分别采用漏风速度和氧浓度作为采空区氧化带的划分指标,得出氧化带宽度的变化规律(如图3所示),由于2种划分指标分别侧重于对煤自燃过程中的蓄热条件和供氧条件的评价,所以得出的氧化带宽度也有所不同。当进风量较小时2种划分指标得出的氧化带宽度大体相同,当风量较大时漏风速度指标所划分的氧化带范围远大于氧浓度指标所得出的值。为了保证工作面回采过程中的安全,以漏风速度为指标对采空区氧化带进行划分。
图3 不同划分指标下采空区氧化带宽度Fig.3 The width of oxidation zone under different indexes
为了研究工作面风量对工作面瓦斯体积分数和氧化带宽度的影响,以100 m3/min为间隔,将进风巷风量从1 300 m3/min增至2 300 m3/min进行模拟研究。根据2306综放工作面实际情况回风巷与顶板巷气体流量约为6∶4,故在模拟过程中将回风巷与顶板巷的流量权重分别设为0.6,0.4。
如图4所示,随着工作面风量的增加,回风巷瓦斯体积分数和上隅角瓦斯体积分数不断减少,但幅度不断降低。当达到1 900 m3/min以后,瓦斯体积分数减少量几乎可以忽略不计。这是由于风量不仅可以稀释工作面瓦斯,还可以增大采空区瓦斯涌出量。随着工作面风量基础值的加大,每增加100 m3/min风量对瓦斯的稀释作用变小,却引起了更多的采空区瓦斯向工作面涌出,工作面瓦斯体积分数减幅逐渐变小。因此从工作面瓦斯治理的角度,在实际工程中盲目的增加风量以获取更安全的工作面瓦斯体积分数是不经济合理的。
图4 不同风量时工作面瓦斯体积分数Fig.4 Gas volume fraction at different air volume
与回风巷、上隅角瓦斯体积分数变化趋势不同,由于顶板延伸至采空区内一段距离,所抽采气体来源于采空区,回风巷风量增加,采空区漏风量加大,采空区瓦斯得以稀释,顶板巷瓦斯体积分数随着进风巷风量的增加而持续减小且幅度几乎保持不变(如图5)。根据煤矿安全规程,顶板巷瓦斯体积分数必须小于2.5%,为了保证顶板巷在煤炭生产过程中的安全可靠,增加进风巷风量具有非常好的效果。
图5 不同风量时顶板巷瓦斯体积分数Fig.5 Gas volume fraction of roof roadway with different air volume
在对工作面进风量与氧化带宽度之间的关系研究过程中,选取风速在0.001 67~0.004 00 m/s范围内作为氧化带的判别标准[12]。图6为不同风量下采空区氧化带宽度变化曲线。
图6 不同风量时采空区氧化带宽度Fig.6 The width of oxidation zone in goaf with different air flow rate
图7 不同风量时采空区漏风速度分布Fig.7 Different air velocity distribution of air leakage in goaf
可知:当工作面进风量相对较小时,采空区回风侧氧化带宽度大于进风侧和采空区中部氧化带宽度;随着进风量的增加采空区中部氧化带宽度迅速增加,增速远大于进风侧和回风侧氧化带增加速度。这是由于:当进风巷风量较小时,采空区进风、回风侧分别受到惯性和流动负压影响氧化带下限风速向内延伸,受顶板巷负压对回风侧采空区气体“拖拽”作用的影响,回风侧氧化带上限风速明显向外分布(如图7a),所以回风侧氧化带宽度最宽,而中间位置氧化带宽度最窄;随着工作面风量加大,采空区总体漏风量增加,氧化带上下限风速的位置都向采空区深部推移,而在采空区中部漏风量相对较少,风速下限分布位置向内推进慢(如图7b),氧化带宽度增加迅速。
从工作面瓦斯防治角度,由以上数值模拟可知当进风巷风量达到1 400 m3/min以上时,工作面、上隅角和顶板巷瓦斯浓度都能达到煤矿安全规程的标准,而实际矿井进风巷风量为1 900 m3/min,能对工作面瓦斯进行有效治理。
从预防采空区浮煤自燃角度,采空区可接受氧化带宽度应满足[14]:L=v*t,其中2306工作面最低推进速度v*为1.5 m/s,自然发火期t为33 d,所以采空区可接受最大氧化带宽度为49.5 m。根据数值模拟结果,当进风巷风量为1 900 m3/min时,氧化带宽度为34 m,小于可接受最大氧化带宽度。综上,2306综放面进风巷风量设置为1 900 m3/min安全合理。
图8 不同抽采流量时瓦斯体积分数变化曲线Fig.8 Variation curves of gas volume fraction during discharge
在模拟过程中,将顶板巷抽采量以100 m3/min为间隔,从600 m3/min增至1 200 m3/min。如图8所示随着顶板巷混合气体抽采流量的增加,回风巷和上隅角瓦斯体积分数逐渐降低,特别是在抽采流量从600 m3/min增加到800 m3/min时,回风巷瓦斯体积分数由原来的0.69%减小到0.43%,上隅角瓦斯体积分数由0.92%减小到0.79%。当顶板巷混合气体流量大于800 m3/min以后,继续增加顶板巷抽采流量,回风巷和上隅角瓦斯体积分数减小幅度逐渐变小。这说明虽然顶板巷对治理工作面瓦斯浓度超限具有非常大的作用,但结合对经济成本的考虑,顶板巷抽采负压应该根据工作面实际情况合理选取,能保证工作面安全即可,不宜过大。根据所模拟的工作面瓦斯治理效果,顶板巷抽采流量应取600~800 m3/min。
由图8知,顶板巷瓦斯体积分数随抽采量的增加呈现先增加再降低趋势。这是由于:在工作面进风量不变的情况下,将顶板巷抽采流量由600 m3/min增至800 m3/min时,加大采空区深部瓦斯向顶板巷处的运移量,瓦斯浓度升高;当顶板巷抽采流量由800 m3/min调至1 200 m3/min时,在顶板巷的负压作用下采空区漏风量加大,漏风对采空区瓦斯的稀释作用变的更加明显,采空区瓦斯分布势态向后平移,顶板巷瓦斯浓度缓慢下降。
图9 不同抽采流量时采空区氧化带宽度Fig.9 The width of the oxidation zone in goaf with different drainage flow
通过对不同顶板巷抽采流量下的采空区氧化带宽度进行研究(如图9,10)可知,在顶板巷抽采流量由600 m3/min增至800 m3/min时,由于顶板巷距离进风和采空区中部位置较远,顶板巷抽采负压对该位置表现的“拖拽”力不明显,采空区中部和进风侧氧化带宽度几乎保持不变;当抽采流量从800 m3/min增至1 200 m3/min时,虽然采空区进风侧漏风量增加,但由于顶板巷“拖拽”力作用使得进风巷氧化带风速下限向工作面方向移动,氧化带宽度由原来的23 m减小到20 m,而采空区中部受抽采负压的影响,氧化带风速下限分布位置向采空区内部推移,氧化带宽度由34 m增至37 m;在顶板巷抽采流量增加的整个过程中,由于距离顶板巷近,受顶板巷抽采负压影响大,回风侧采空区氧化带宽度持续增加。综上,顶板巷抽采流量由600 m3/min增至1 200 m3/min时,对采空区不同位置氧化带宽度影响效果不同,但总体上将采空区最大氧化带宽度增加了4 m,虽然作用不明显,但依旧增加了采空区浮煤自燃的危险性。
图10 不同抽采流量时采空区漏风速度分布Fig.10 Different extraction flow velocity distribution of air leakage in goaf
从预防采空区浮煤自燃与工作面瓦斯治理角度,根据数值模拟结果可得,当进风巷风速为1 900 m3/min时,顶板巷抽采流量在600 m3/min到1 200 m3/min变化,工作面瓦斯浓度、采空区氧化带宽度均小于规范设定值,所以2306工作面顶板巷抽采流量所设的760 m3/min能够到达工作面瓦斯有效治理且不会引起采空区浮煤自燃的要求。
1)增大工作面风量,回风巷、上隅角、顶板巷瓦斯体积分数降低,由于气体来源不同,回风巷和上隅角瓦斯体积分数降低幅度逐渐减少,顶板巷瓦斯体积分数减少幅度几乎保持不变。
2)当工作面风量较小时,由于受到顶板巷负压“拖拽”的影响,采空区回风侧氧化带宽度最大,进风侧次之,中部区域最小,但随着工作面进风量的增加,回风和进风侧氧化带宽度增加缓慢而采空区中部氧化带宽度迅速增长,变为最大。
3)提高顶板巷抽采负压,对减少工作面瓦斯体积分数效果明显,顶板巷自身瓦斯体积分数则先增加再减小,采空区进风侧氧化带宽度变窄,回风侧和采空区中部氧化带宽度增加,总体上增加了采空区浮煤自燃的危险性,但影响程度有限。
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