蒋安飞,孙东玲,刘延保,曹 偈,杨雪林,戴林超
(1.煤炭科学研究总院,北京 100013; 2.瓦斯灾害监控与应急技术国家重点实验室,重庆 400037;.中煤科工集团重庆研究院有限公司,重庆 400037)
煤与瓦斯突出(简称“突出”)是井下采掘过程中,在特定的条件下,破碎煤岩和高压瓦斯从工作面瞬间涌入巷道空间的一种动力现象。突出发生时,涌入巷道内的煤岩和瓦斯会形成煤—瓦斯两相流,并常伴有巨响及气浪等现象,会造成巷道设施损毁,人员伤亡,严重时还可能引起瓦斯煤尘爆炸,导致更大规模的二次破坏[1-3]。从第一次有记录的煤与瓦斯突出事故以来,国内外学者开展了大量的研究工作,包括理论分析、实验研究及数值模拟,并且取得了丰硕的成果[4-6]。尤其是实验研究成果,能够直观地反映煤与瓦斯突出的规律和特点。然而,现有的突出模拟实验研究大多针对煤与瓦斯突出发生的条件、影响因素及煤与瓦斯突出之前的预测预报,对于突出发生后煤—瓦斯两相流在巷道内的运动特点和致灾特征缺乏深入的研究[7-9]。为此,笔者将以不同瓦斯压力对煤与瓦斯突出冲击波传播的影响为切入点,深入研究突出后煤—瓦斯两相流的致灾机制,以期能够进一步了解煤与瓦斯突出过程与机理,最终有效防治煤与瓦斯突出。
为了观察研究煤与瓦斯突出后,冲击波在巷道内的传播规律,自主研发了一套突出煤—瓦斯两相流模拟实验系统,其由充气系统、突出模拟腔体、突出泄压装置、实验模拟巷道及数据采集系统等5个部分组成,如图1所示。
P1、P2—气压传感器;P3、P4、P5—冲击波超压传感器。
1)充气系统:由高压空气气瓶、减压阀及高压充气管等组成。
2)突出模拟腔体:由不锈钢制成,内腔直径为20 cm、长为30 cm。为了模拟突出口“口小腔大”的特点,在与突出泄压装置连接部分预留一个直径为10 cm的开口,同时也作为装煤口。突出腔体一次性装煤量约为10 kg(破碎煤粒),设计耐压值为 5 MPa。
3)突出泄压装置:本次实验采用风动阀来实现突出口的快速开启。风动阀连接突出腔体与实验巷道,由高压空气控制,当往突出腔体中加压时,风动阀闭合;当突出腔体内的气压稳定时,打开风动阀,实现煤—瓦斯两相流快速突出。
4)实验模拟巷道:采用高透光率、高强度的亚克力材料制成,设计管道内径10 cm、壁厚2 cm,耐压强度3 MPa左右,每节管道长1 m,一共 8节,每节管道之间用法兰盘和垫片密封连接。
5)数据采集装置:具有多通道快速采集功能。本次实验主要用来采集突出发生后,管道内产生的冲击波超压值。
实验中,为了实时监测突出腔体内的气压变化,在腔体上安装了2个气压传感器,分别距离突出口0.50、0.30 m,从远到近分别命名为P1和P2。同时在模拟巷道的顶部按不同距离安装有3个冲击波超压传感器,与突出口的距离分别为0.65、3.90、6.90 m,从近到远分别命名为P3、P4、P5(见图1)。
高速摄像机可以记录突出发生后,煤—瓦斯两相流在实验巷道内的运动特征。布置在实验巷道一侧,距离突出口0.65 m,正对着P3传感器。
本次实验的目的是研究瓦斯压力对煤与瓦斯突出冲击波传播的影响。考虑到突出腔体的密封性及安全性,确定采用空气代替瓦斯作为实验气体,实验气体压力分别为0.1、0.3、0.5 MPa。
具体实验步骤如下:
1)将筛分好的煤样(粒径3~10 mm)装入突出腔体内,并固定在实验支架上,同时用螺栓和垫片将突出腔体与突出泄压装置连接、密封。
2)将实验巷道与突出泄压装置连接,并使用法兰盘和螺栓将剩余的巷道依次连接、密封,全部固定在实验支架上,保证其稳定性。
3)调试用于数据采集的气压传感器和高速摄像机,保证其能正常工作。
4)向突出腔体内充入0.1 MPa的瓦斯,同时观察突出腔体上2个气压传感器读数,确保突出腔体不漏气,然后持续向突出腔体内充入高压瓦斯,使其在0.1 MPa压力下保持24 h以上。
5)突出实验结束后,数据采集系统停止采集,复制数据,清理突出腔体和实验巷道内的煤粉。
6)重复以上步骤,分别开展气体压力为0.3 MPa和0.5 MPa的实验。
实验气体压力为0.1 MPa时突出腔体上P1、P2传感器测得的气体压力随时间的变化曲线如图2 所示。
(a)P1传感器
(b)P2传感器
由图2可知,当突出启动后,P1、P2传感器上的压力值迅速降低,从0.1 MPa到0 MPa整个过程只有200 ms左右,说明当失稳煤体从煤壁上剥离下来之后,在瓦斯压力作用下的抛出几乎可以看作是瞬间的过程。同时验证了突出泄压装置可实现快速打开,能够满足模拟突出过程的需求。靠近突出口的P2先卸压,紧接着P1处的瓦斯压力也开始下降,前后相差40 ms左右,表明突出启动后,破碎煤粒在瓦斯压力的作用下不断被抛出突出孔洞,而突出阵面则以一定速度不断地向突出腔体内部发展[10-11]。观察P1、P2整个卸压过程,还可以发现突出腔体内气压的减小并不是一个平滑的、单调递减的过程,压力在下降过程中会出现小幅度的升高,分析该现象出现的原因主要是突出腔体内的煤粒充填过于致密,使得颗粒间的瓦斯流动非常困难,阻碍了瓦斯的瞬间释放,加之突出口具有“口小腔大”的特点,突出口进一步阻碍瓦斯释放,导致腔体内的瓦斯压力下降不是一个单调递减的过程,随着煤颗粒的不断抛出,颗粒间瓦斯流动的阻碍消失,瓦斯得到了充分释放,腔体上冲击波超压传感器的读数出现了轻微波动。
实验气体压力为0.1、0.3、0.5 MPa时P3、P4、P5传感器测得的冲击波超压随时间的变化曲线如图3所示。
(a)气体压力0.1 MPa
(b)气体压力0.3 MPa
(c)气体压力0.5 MPa
从图3可以看出,实验巷道内产生的冲击波超压波形图都呈现正压相和负压相交替变化的局面,在正压相和负压相之间来回震荡后,最后稳定在常压。分析上述现象出现的原因是:突出口突然打开时,由于腔体内外巨大的压差,腔体内的高压瓦斯迅速从突出口向外膨胀,高压瓦斯在沿着巷道向外膨胀的过程中,挤压巷道内的空气形成冲击波,由于冲击波是在有限的空间内产生的,冲击波波阵面只能沿着巷道方向运动,当波阵面到达P3、P4、P5气压传感器时,瞬间出现峰值;随着突出的进行,冲击波超压在达到最大值后受能量损失的影响,峰值超压迅速下降,形成正压相,此时受压缩空气区还在不断膨胀,进而导致受压缩空气区内的压力不断下降,当受压缩空气区内的压力降低到和周围大气压力相等时,受压缩空气区由于惯性的作用还在继续膨胀,使得其内部压力进一步降低,出现了负压相。同时还可以发现整个气压的变化过程基本在1 s内完成,初始气压越高,则时间越短。说明突出发动后,瞬间形成的气体冲击波以极快的速度在巷道内传播,对井下人员和生产设备造成严重的威胁。
将每个传感器位置上冲击波超压的峰值定为该测点的特征值,根据突出冲击波阵面传播速度公式[12-13]计算得出各测点阵面传播速度,经整理计算的相关数据如表1所示。
表1 不同气体压力下产生的冲击波超压特征值及阵面传播速度
由表1可以看出,各点测得的冲击波阵面传播速度为340.6~360.5 m/s,进一步证实了实验中测得的冲击波超压数据的可靠性。
通过表1可以发现2个规律:
1)规律一:冲击波超压随瓦斯压力的增大呈对数函数递增关系。各测点的超压峰值与瓦斯压力大致符合公式y=Alnx+B(y为峰值超压,kPa;x为瓦斯压力,MPa;A、B为拟合系数),拟合结果见表2。
表2 不同瓦斯压力下冲击波超压拟合结果
冲击波超压随瓦斯压力的增大而增大,突出冲击波的能量主要来源于煤体内部的瓦斯膨胀能,包括煤的吸附瓦斯膨胀能及游离瓦斯膨胀能,根据瓦斯膨胀能公式[14-15]可以得出突出前瓦斯压力与瓦斯膨胀呈正相关关系:
(1)
式中:W为瓦斯的膨胀能,kJ;W0为吨煤瓦斯的膨胀能,kJ/t;G为突出的煤量,t;V0为吨煤瓦斯参与做功量,m3/t;n为绝热指数,取1.25;p0为大气压力,取0.1 MPa;pc为突出前瓦斯压力,MPa。
2)规律二:冲击气流沿巷道的传播呈现不断衰减的趋势,前期衰减较为缓慢,后期衰减加快。
冲击气流平均衰减系数计算公式如下[16]:
kij=(Δpi/Δpj)/l
(2)
式中:kij为冲击气流由测点i到测点j的平均衰减系数;Δpi、Δpj分别为相邻2个测点i和j的峰值超压值,kPa;l为测点i到测点j之间的距离,m。
分别计算各测点冲击气流平均衰减系数,结果如表3所示。
表3 各测点的平均衰减系数
从表3中可以发现,冲击气流在巷道内的传播过程中,后期的衰减系数要大于前期的衰减系数。出现这种现象主要由于瓦斯压力膨胀所做的总功除了用于压缩巷道内的空气产生冲击波外,还要用于搬运煤颗粒,为煤颗粒运移提供初始动能。当突出口打开后,在极大的压力差作用下,瓦斯气流速度瞬间达到峰值,瓦斯与煤颗粒之间的速度差产生的作用力拉动煤粉沿着管道加速,同时煤颗粒的增加反过来又阻碍了冲击气流的传播,加上冲击气流沿着巷道传播时与巷道壁面产生摩擦阻力,且在传播过程中没有能量进行补充,导致了冲击气流后期的衰减系数要大于前期的衰减系数。
为分析瓦斯压力对煤与瓦斯突出冲击波传播的影响,构建了一套突出煤—瓦斯两相流模拟实验系统,以不同瓦斯压力为前提,开展了煤—瓦斯两相流运移特征的模拟实验,主要得出以下结论:
1)突出煤体内瓦斯压力的下降具有由浅入深的特点,证实了突出阵面在煤体内部的传播是一个逐渐推进的过程。
2)突出后,巷道内的冲击波超压呈现正压相与负压相交替变化的局面,冲击波超压随瓦斯压力的增大呈对数函数递增趋势。
3)冲击气流在巷道内的传播是不断衰减的过程,前期衰减比较慢,后期衰减速度加快。