采空区瓦斯抽采量对自燃氧化带影响的模拟分析

李瑞森

(阳泉市燕龛煤炭有限责任公司，山西 阳泉 045000)

·试验研究·

采空区瓦斯抽采量对自燃氧化带影响的模拟分析

李瑞森

(阳泉市燕龛煤炭有限责任公司，山西 阳泉 045000)

为研究5212综放工作面采空区瓦斯抽采量对遗煤自燃的影响，基于计算流体力学相关理论，建立采空区二维数值模拟模型，采用COMSOL Multiphysics 5.0仿真软件，对不同瓦斯抽采量下的采空区氧化带宽度进行数值模拟计算。研究结果表明：氧化带宽度与瓦斯抽采量成线性关系，现有的生产工艺参数易诱发采空区遗煤自燃，可通过适当加快回采速度和增加瓦斯抽采量来实现工作面的安全生产。

综放采空区；瓦斯抽采量；氧化带；数值模拟；回采速度

综放工作面回采速度快，支撑压力大，采空区遗留碎煤较多，工作面推进后，碎煤解析释放出大量的游离态瓦斯；且放顶煤冒落空间大，采空区裂隙发育，漏风通道发达，在工作面通风压力差的影响下，采空区内大量的游离态瓦斯经漏风通道逸散至工作面，造成上隅角瓦斯超限，严重威胁着工作面的安全生产[1-3]. 采空区瓦斯抽采是治理回采工作面瓦斯超限的有效技术，但抽采量过大，采空区漏风量也大，易诱导采空区自然发火；抽采量过小，又不能满足瓦斯排放要求。

因此，本文以某矿5212综放工作面为工程背景，开展采空区瓦斯抽采量对自燃氧化带宽度影响的研究，优化抽采工艺，指导安全生产。

1 工作面概况

该矿核定年生产能力为1.8 Mt/a，可采煤层共5层，分别为3#、5#、6#、9#、13#煤层，现主要开采5#煤层，煤种以褐煤为主，具有Ⅱ级自燃倾向性，根据取样进行理化分析，自然发火期20 d左右；煤层倾角平均19°，由南向北逐渐变薄，最大厚度11.35 m,最小厚度4.86 m，平均8.11 m. 煤层硬度f=2～3. 该矿5212工作面位于5#煤层的南翼，走向、倾斜长度分别为800 m、160 m，选用走向长壁后退式综放技术进行采煤，设计最大推进速度为3 m/d，顶板稳定性较好，采用全部垮落法进行处理；工作面通风方式设计为常规的U形通风，风量为820 m3/min；煤层瓦斯压力为0.28 MPa，渗透系数λ=0.085 02 m2/(MPa2·d)，透气性较差，瓦斯抽采难度较大，自工作面开切眼贯通以来，多次出现上隅角瓦斯超限问题，该矿组织技术人员进行多次论证，采用采空区埋管抽采的方式来降低工作面瓦斯浓度，抽采量选择为75 m3/min.

2 模型建立

2.1 数学模型

采空区松散煤岩块体之间的空隙多呈现不规则分布，气体在空隙通道内的流动状态也比较复杂，为了研究问题的方便，参考文献[4,5]，假设采空区内渗透率变化与时间无关，气体运动状态视为不可压缩的二维层流运动，运移过程满足Darcy定律，风流在采空区内流动的数学模型主要控制方程如下：

连续性方程：

(1)

动量守恒方程：

(2)

(3)

标准k-ε方程：

(4)

(5)

组分传输方程：

(6)

其中，

(7)

式中：

u、v—速度矢量在x、y方向上的分量，m/s；

ρ—采空区气流密度，kg/m3；

μeff—气体有效黏性系数，μeff=μ+μt，Pa·s；

μ—动力黏性系数，Pa·s；

μt—湍流黏性系数，μt=ρCμk2/ε，Pa·s；

n—采空区多孔介质孔隙率；

e—采空区渗透率；

p—流体微源上的有效压力，Pa；

k—湍流动能，m2/s2；

ε—湍动能耗散率，m2/s3；

σk、σε—k-ε方程中的Prandtl数，分别取1.0、1.3；

Cε1、Cε2、Cμ—模型中的常系数，分别取1.44、1.92、0.09；

Gk—层流剪切力变化产生的湍动能，m2/s2；

r—单位体积浮煤耗氧速率，mol/(m3·s)；

r0—煤耗氧速率待定系数，mol/(m3·h)，取0.037；

D—采空区氧气扩散系数，m2/s；

c—采空区内氧气浓度，mol/m3；

c0—新鲜风流氧浓度，mol/m3，取9.375；

b0—实验常数，℃-1，取0.023 5；

T—松散煤体的实际温度，℃.

采空区渗透率受介质空隙及分布情况的影响，在本文中采用Blake-Kozeny经验公式计算[6]：

(8)

式中：

Dp—多孔介质粒子直径，m；

n—孔隙率。

采空区孔隙率变化与顶板冒落的碎胀特征有关，也受矿压变化的影响，在此依据经验计算公式对采空区孔隙率进行设定[7]：

(9)

2.2 物理模型

结合5212综放工作面开采设计尺寸，利用COMSOL Multiphysics 5.0模拟仿真软件建立一个二维采空区几何模型，主要由运输顺槽(进风巷)、回风顺槽(回风巷)、工作面和采空区4部分构成，整个计算区间工作面宽7.5 m，进风巷长10 m、宽4.7 m，回风巷长10 m、宽3.8 m，瓦斯抽采口设置在回风侧采空区内150 m处。

2.3 参数设置

进风巷边界条件设置为速度入口，根据工作面实际风量820 m3/min，实测进风巷断面积为12.2 m2，工作面风速取1.12 m/s，入口风流温度22.6 ℃，空气密度1.19 kg/m3，氧气、氮气和瓦斯3种气体所占的体积分数分别为20.15%、79%、0；气体黏性系数取1.79×10-5kg/ms，扩散系数取2.91×10-5m3/s，湍流强度为2.8%，水力半径为4.43 m；回风巷出口设置为自由出口。工作面和采空区的边界设置为内部边界，网格划分设置为非均匀三角形，选用二阶迎风格式对控制方程组进行离散化，气体速度与压力之间的耦合选用SIMPLE算法，利用UDF自定义函数编写采空区渗透率及耗氧速率函数[8].

3 数值模拟结果及分析

在上述数值模拟模型建立的基础上，分别对不同瓦斯抽采量下的采空区氧浓度分布和“三带”分布范围进行数值模拟计算。其中，采空区氧化带范围的划分借鉴文献[9]中将氧浓度和风速相结合的方法：以漏风风速0.004 m/s为前氧化带边界，以8%的氧浓度为后边界。未进行瓦斯抽采时的模拟结果见图1.

图1 采空区未抽采瓦斯时的氧浓度及“三带”分布图

由图1a)可看出，在正常通风条件下，采空区整体氧浓度随距工作面距离的增大而逐渐变小；采空区进风侧由于漏风通道多，漏风强度大，氧气浓度较高；在工作面进回风压差作用下，自采空区中部至回风侧的氧气浓度分布范围逐渐减小。从图1b)可知，未抽采瓦斯时，采空区氧化带最大宽度处的前后边界分别距离切顶线30 m、88.5 m，氧化带的最大宽度为58.5 m.

采空区不同瓦斯抽采量下的“三带”分布规律见图2.从图2可以看出，随着采空区瓦斯抽采量的不断增加，采空区氧化带的前边界和后边界均向采空区深部推进，且后边界移动的速度要快于前边界，导致氧化带范围呈现“拉伸扩大”状态。

不同瓦斯抽采量下的氧化带范围具体数据见表1. 由表1中的数据可以看出，当通风量一定，采空区瓦斯抽采量为60 m3/min时，较与不抽采瓦斯时，氧化带宽度明显增加。对表1中的数据进行回归分析，得到采空区氧化带宽度随瓦斯抽采量变化的趋势见图3，当瓦斯抽采量在70～150 m3/min时，随着瓦斯抽采量的增加，采空区氧化带的宽度近乎呈正比例线性增加，采空区自燃危险性也相应增加。因此，从预防采空区遗煤自燃的角度出发，在满足工作面上隅角及回风流瓦斯不超限的前提下，应尽可能降低采空区瓦斯抽采量。

工作面采空区不发生自然发火的必要安全条件为：

(10)

式中：

L—自燃氧化带宽度，m；

V—工作面推进速度，m/d；

t—采空区遗煤氧化时间，d；

t*—煤的最短发火期，d.

5212工作面煤层最短自然发火周期为20 d，设计最大推进速度为3 m/d，工作面月推进长度最大为60 m，根据图3中的拟合公式，当瓦斯抽放量Q<31.3 m3/min时，采空区自燃氧化带宽度L<60 m，此时才不易发生遗煤自燃。而5212工作面采空区实际抽采量75 m3/min，远大于31.3 m3/min，超出了合理的瓦斯抽采量，在当前的回采进度下易诱发火灾；同时，考虑到5#、6#煤层间的距离较近，若降低5212工作面采空区瓦斯抽采量，会使后期6#煤层回采因临近层采空区瓦斯扩散而造成瓦斯超限。

工作面推进速度越慢，采空区自燃危险性越大，由公式(10)可得，当工作面推进速度V>L/t*时，可降低采空区发生遗煤自燃的概率。结合表1中的数据和公式(10)，可得到工作面不同推进速度下的采空区极限瓦斯抽采浓度，见图4. 从图4可以看出，采空区瓦斯抽采量与工作面推进速度呈线性关系，工作面的推进速度越快，采空区极限瓦斯抽采量越大。

图2 不同瓦斯抽采量下的采空区“三带”分布图

图3 采空区氧化带宽度与瓦斯抽采量之间的拟合关系图

图4 工作面推进速度和瓦斯极限抽放量关系图

因此，可以通过优化采煤工艺、加强现场技术指导管理等手段，加快工作面回采速度，进而在不引起采空区自燃的前提下，提高瓦斯抽采量，从而达到了预防采空区遗煤自燃和瓦斯抽采治理的双重目标。

4 结 语

1) 由于采空区环境的特殊性，无法实地考察不同瓦斯抽采量下的自然发火情况，而CFD数值模拟仿真技术的成熟应用，有效解决了该问题，且计算结果准确，耗时少，过程可重复。

2) 当5212工作面风量一定时，采空区自燃氧化带宽度随着瓦斯抽采量的增加而快速增加，且在现有的75 m3/min抽采量作用下，采空区漏风速度会加快，易诱发采空区遗煤自燃，埋下安全隐患。

3) 5212工作面采空区极限瓦斯抽采量与推进速度呈正相关，可通过加快推进速度和增加抽放采量等措施来保证工作面的安全性。

[1] 张天成,李 伟,李树刚,等.高瓦斯综放工作面采空区瓦斯涌出规律[J].科技导报,2015,33(3):58-62.

[2] 王龙康,聂百胜,袁少飞,等.综放工作面采空区瓦斯运移规律研究及应用[J].煤炭技术,2015,34(3):171-173.

[3] 程志恒,张科学.综放工作面瓦斯涌出特征及防治技术[J].煤炭工程,2017,49(7):100-102.

[4] 邵 磊,王佰顺,杨永刚.不同渗透率条件下采空区自燃“三带”数值模拟[J].煤矿安全,2014,45(1):173-175.

[5] 陈冲冲,张学博,闫 潮.采空区瓦斯涌出源位置对瓦斯分布影响的数值模拟[J].安全与环境学报,2015,15(5):100-103.

[6] 田瑞祥,陈延凯,全 振.不同长度工作面采空区瓦斯分布的数值模拟研究[J].世界科技研究与发展,2016,38(3):522-526.

[7] 汪文革,袁 奎.注氮条件下瓦斯抽采对采空区自燃“三带”的影响[J].煤炭科学技术,2014,42(12):75-79.

[8] 马 东,秦波涛.综放工作面采空区注氮量与氧化自燃带分布关系[J].煤炭科学技术,2016,44(4):78-82.

[9] 周西华,白 刚,李诚玉,等.天池矿102综放面孤岛工作面控制风量防灭火技术研究[J].中国安全生产科学技术,2015,11(3):105-110.

SimulationAnalysisforInfluenceofGasExtractiononSpontaneousCombustionOxidationZoneinGoaf

LIRuisen

In order to study the influence of gas extraction on residual coal spontaneous combustion in the goaf of 5212 fully mechanized top coal caving face. The two dimensional numerical simulation model for goaf was established on the basis of the correlation principle of computational fluid dynamics with the use of COMSOL Multiphysics 5 simulation software, the width of oxidation zone in goaf under different gas extraction was simulated. The results show that the width of oxidation zone is linearly related to gas extraction, and the existing production under the current parameters can induce spontaneous combustion of residual coal in goaf. The safe production of the working face can be achieved by appropriately increasing the speed of extraction and increasing the amount of gas extraction.

Goaf in fully mechanized caving face; Gas extraction volume; Oxidized zone; Numerical simulation; Mining speed

2017-08-11

李瑞森(1991—)，男，山西阳泉人，2013年毕业于阳泉职业技术学院，助理工程师，主要从事煤矿一通三防技术管理工作

(E-mail)2144211469@qq.com

TD712+.6

B

1672-0652(2017)11-0052-05