張錦鵬, 王 偉, 孫建華, 舒彥民, 魏春榮
(1.黑龍江科技大學 安全工程學院,哈爾濱 150022;2.七臺河礦業(yè)集團 新立煤礦,黑龍江 七臺河 154600)
采煤工作面的瓦斯涌出特征與工作面產(chǎn)量、長度、上下兩出口風壓差、工作面瓦斯抽采情況等因素有關。其最明顯的表現(xiàn)是,上述參量協(xié)調(diào)不當,就會引起采空區(qū)積存大量瓦斯,導致上隅角瓦斯超限。采空區(qū)瓦斯運移規(guī)律研究多集中在綜放和綜采工作面采空區(qū)[1-3],對于薄煤層采煤工作面的研究文獻鮮見。薄煤層工作面即使產(chǎn)量較低,工作面瓦斯涌出量也比較大,其涌出來源為鄰近層與采空區(qū),主要表現(xiàn)為采空區(qū)涌出[4-5]。筆者運用計算流體動力學(CFD)數(shù)值模擬和現(xiàn)場實測,結(jié)合七臺河礦區(qū)新立礦三水平90#層左二片薄煤層采煤工作面瓦斯治理實踐,研究薄煤層采空區(qū)瓦斯賦存流動規(guī)律。
采場包括采煤工作面、進回風口、采空區(qū)及采動圍巖。采煤工作面、進回風口瓦斯運移遵循管道空間流體理論,比較容易研究;但采空區(qū)中瓦斯運移遵循滲流理論,其中的關鍵參數(shù)需現(xiàn)場實測分析才能得出。因此,應側(cè)重確定采空區(qū)滲流場的控制方程及參數(shù)。
采空區(qū)具有典型的多孔介質(zhì)特征,其內(nèi)的氣體運移遵循多孔介質(zhì)內(nèi)流體流動的連續(xù)方程、動量方程、能量守恒方程、組分傳輸方程等。為了便于對這些主要控制方程進行分析,把瓦斯涌出作為質(zhì)量源項加到連續(xù)方程中,并用同一程序?qū)Ω鞣匠踢M行求解,得到各控制方程的通用形式[6]。
式中:ρ——流場流體密度;
φ——通用變量,可以表示質(zhì)量 m、速度(u、v、w)、組分 Ci等;
Γ——廣義擴散系數(shù);
t——某一時刻;
S——廣義源項,這里研究動量源項和質(zhì)量源項。
1.1.1 動量源項
表述采空區(qū)中某點孔隙介質(zhì)的動量損失特性:
式中:Si——第 i向(x、y 或 z)的動量源項;
μ——動力黏度系數(shù);
Kp——滲透性系數(shù);
|v|——速度向量的模;
vj——在 x、y和 z方向的速度分量;
C2——慣性阻力系數(shù),C2=1.75Kp/(1 -Kp)3。
式(2)中,括號內(nèi)的第一項為黏性損失項,即為Darcy定律,反映的是壓力梯度驅(qū)動下的黏性損失;第二項為慣性損失項,反映的是滲流流動中的動量損失。
1.1.2 質(zhì)量源項
對比現(xiàn)場鉆孔實測情況和大量模擬結(jié)果,并參照工作面瓦斯涌出來源比例,設置瓦斯質(zhì)量源項,見表1。
表1 瓦斯質(zhì)量源項設置Table 1 Setting mass of gas fountain
工作面和自然堆積區(qū)氣體湍流流動符合標準的k-ε模型,載荷影響區(qū)、裂隙區(qū)和壓實穩(wěn)定區(qū)氣體流動符合層流模型,所有區(qū)域氣體狀態(tài)符合不可壓縮氣體的狀態(tài)方程[3]。
采空區(qū)內(nèi)多孔介質(zhì)主要為冒落矸石和遺煤,而且多孔介質(zhì)內(nèi)采動孔隙比原有孔隙的尺寸和滲透性都大許多。受采場圍巖巖性不同和采場壓力變化影響,采空區(qū)內(nèi)多孔介質(zhì)的骨架結(jié)構隨時間和空間變化,因而采空區(qū)內(nèi)多孔介質(zhì)的滲透率是隨時空變化的函數(shù)[7]。由于滲透率隨時間變化較緩慢,變化值也不大,所以,文中僅考慮采空區(qū)隨工作面推進的空間變動情況。
據(jù)采空區(qū)覆巖采動裂隙“O”形圈理論[8],通過現(xiàn)場打鉆實測和兩巷頂板運移量觀測統(tǒng)計,擬合出新立煤礦三水平90#層左二片工作面采空區(qū)多孔介質(zhì)碎脹系數(shù)連續(xù)分布函數(shù),見式(3)。利用Blake-Kozeny公式可以估算出采空區(qū)垮落帶的滲透性系數(shù) Kp[9]。
式中:εp(x,y)——采空區(qū)某一點碎脹系數(shù);
Dp——采空區(qū)垮落巖體的粒子調(diào)和直徑,取0.01~0.20 m;
n——多孔介質(zhì)的孔隙率,取 n=1 -1/εp。
七臺河礦業(yè)集團新立煤礦三水平90#層左二片工作面平均傾角12°,煤厚1.1 m。走向長687 m,傾斜長197 m,與上部87#層間距79 m,與下部91#層間距4.2 m。工作面直接頂為0.82 m的深灰色砂頁巖;老頂為7.4 m厚的深灰色粉砂巖;直接底以深灰色的石英長石為主,膠結(jié)好,平均厚度4.5 m;91#煤層底板為細砂巖,平均厚2.7 m。該工作面采用走向長壁后退式普通機械化采煤法,全部垮落法控制頂板。工作面日產(chǎn)量980 t,日進尺2 m,工作面通風量1 018 m3/min,絕對瓦斯涌出量14.66 m3/min。
2.2.1 物理模型
模型以實驗工作面第一次周期來壓時期工作面及采空區(qū)尺寸建立。采場及圍巖根據(jù)瓦斯涌出源及孔隙率劃分六個部分。圖1為對應的物理模型。
圖1 工作面模擬物理模型Fig.1 Physical model of simulation face
2.2.2 數(shù)值模型
為了簡化分析,數(shù)值模擬中只考慮工作面供風量、采空區(qū)漏風等對采空區(qū)瓦斯?jié)舛确植嫉挠绊?采場氣體流動近似為穩(wěn)定流動、等溫過程,溫度293 K;氣體組分中僅設置甲烷、氧氣和氮氣;工作面空間不考慮采煤機械及附屬設備的影響。
根據(jù)采場實際情況和物理模型,采煤面進風巷入口設為速度入口,風速2.83 m3/s;回風巷出口設為壓力出口,壓強-27 Pa;進出口混合氣體濃度為實測值,模型上下表面及四周設置為壁面邊界條件。圖1中除壓實穩(wěn)定區(qū)外都是瓦斯源,瓦斯涌出見表1。模型的坐標原點為模擬進風巷與開切眼的交點,x軸沿進風巷逆風流方向,y軸沿工作面方向,z軸指向頂板。
運用Fluent 6.23軟件進行數(shù)值模擬,物理模型(圖1)的瓦斯?jié)舛确植寄M結(jié)果見圖2。
圖2 瓦斯?jié)舛确植记闆rFig.2 Distribution of gas concentration of stope
圖3a~3c分別是距開切眼5、22、37 m的瓦斯?jié)舛鹊戎稻€。
圖3 距開切眼不同距離的瓦斯?jié)舛鹊戎稻€Fig.3 Contour maps of gas concentration at different distances from open-off cut
由圖3可以看出,沿著x軸方向:采空區(qū)中部瓦斯體積分數(shù)大于0.8的區(qū)域最大,靠近開切眼處次之,遠離工作面最小,且靠近工作面?zhèn)韧咚節(jié)舛壬闲∠麓?。說明底板區(qū)域卸壓釋放較多,受流場作用,瓦斯流向底板裂隙區(qū)靠上巷側(cè)和裂隙區(qū)。
圖4a~4e分別是距煤層底板 -4.0、0、1.0、3.5、11.5 m瓦斯?jié)舛鹊戎稻€。沿著 z軸方向:-4.0、0 m切面上,下半部瓦斯?jié)舛瘸拾雸A形分布,上半部平行分布;1.0 m切面上總體呈平行分布,不過下半部瓦斯梯度大;3.5、11.5 m切面上靠工作面?zhèn)韧咚節(jié)舛绕毡榇笥诓煽諈^(qū)后部。這說明流場對底板裂隙區(qū)、自然堆積區(qū)和載荷影響區(qū)的瓦斯分布影響較大;而對壓實穩(wěn)定區(qū)和裂隙區(qū)影響很小。說明靠進風巷側(cè)受漏風影響較大,瓦斯?jié)舛忍荻茸兓?,底板層和采空區(qū)涌出的瓦斯被帶向回風巷側(cè),靠回風巷側(cè)風壓很小,高濃度瓦斯聚集在裂隙區(qū)和壓實穩(wěn)定區(qū)的上部。
圖4 距煤層底板不同距離的瓦斯?jié)舛鹊戎稻€Fig.4 Contour maps of gas concentration at different distances from floor of coal seam
圖5a~5c分別是距進風巷15.5、35.5、95.5 m切面瓦斯?jié)舛鹊戎稻€。沿著y軸方向:采空區(qū)瓦斯?jié)舛仍谶M風巷到15.5 m切面區(qū)域,從下到上呈現(xiàn)“大、小、大”;超過15.5 m切面,從下到上呈現(xiàn)由小到大,且瓦斯?jié)舛忍荻戎饾u減小;經(jīng)過95.5 m切面后,瓦斯體積分數(shù)變化較小,大于0.8。說明進風巷到15.5 m切面底板裂隙區(qū)瓦斯沒有被帶走,而是聚集起來,其他大部分瓦斯都聚集在裂隙區(qū)和壓實穩(wěn)定區(qū)的上部。
圖5 距進風巷不同距離切面的瓦斯?jié)舛鹊戎稻€Fig.5 Contour maps of gas concentration at different distances from intake roadway
工作面與進回風巷附近瓦斯?jié)舛鹊戎稻€如圖6所示,圖6a為進風巷附近,圖6b為回風巷附近,圖6c為工作面。
如圖6a、6b,沿x方向,從下轉(zhuǎn)角往采空區(qū)深處瓦斯?jié)舛仍龃筝^快,距離下轉(zhuǎn)角約15 m處,瓦斯體積分數(shù)增加到0.01,表明采煤面進風巷側(cè)采空區(qū)瓦斯?jié)舛容^小,但瓦斯梯度變化較大。從上隅角往采空區(qū)深處瓦斯體積分數(shù)幾乎不變,都大于0.95,說明回風側(cè)采空區(qū)尤其是上隅角附近瓦斯?jié)舛却螅彝咚節(jié)舛忍荻茸兓^小。這主要是因為,進風側(cè)采空區(qū)底板層涌出的瓦斯在較強的漏風風壓下,快速進入采空區(qū)下部,這一點y為15.5、35.5 m切面表現(xiàn)很明顯;而回風側(cè)各處匯集來的瓦斯,在較弱的漏風風壓下聚集在采空區(qū)沿傾向的上部。
由圖6c可見,采煤工作面從下轉(zhuǎn)角開始幾乎沒有瓦斯,一直到y(tǒng)>150 m瓦斯?jié)舛炔砰_始增加,到上隅角附近瓦斯體積分數(shù)最大,達到0.065,且瓦斯?jié)舛忍荻仍黾虞^大。這主要是從進風巷到回風巷采場各類煤體涌出的瓦斯,特別是采空區(qū)涌出的瓦斯對于工作面瓦斯?jié)舛鹊呢暙I逐漸增加造成的。
圖6 工作面與進回風巷附近瓦斯?jié)舛鹊戎稻€Fig.6 Contour maps of gas concentration of work face,goaf around intake and outtake
采場瓦斯積聚區(qū)域既是瓦斯預防的重點區(qū)域,也是瓦斯抽采的較好區(qū)域。圖6c顯示工作面瓦斯積聚區(qū)主要在上隅角,瓦斯體積分數(shù)高達0.065;圖5顯示采空區(qū)中y=15.5 m切面以下底板裂隙區(qū)瓦斯積聚;圖3~5顯示采空區(qū)中y>95.5 m、z>30 m、5≤x≤37 m交集部分為大面積高濃度瓦斯積聚區(qū)。
圖7為距煤層底板11.5 m流線和壓強等值線。瓦斯集聚的原因,主要是開采初期采空區(qū)中原上下兩巷部分沒有被壓實,采煤工作面“U”形通風,導致采場漏風帶出采空區(qū)內(nèi)高濃度瓦斯,匯集到采空區(qū)上部,即圖7中在裂隙區(qū)y為140~180 m段,該區(qū)不僅是-10 Pa的低壓區(qū),且局部形成漩渦。這種渦流阻滯采空區(qū)涌出的瓦斯進入主風流,導致大量瓦斯滯留于此,成為采空區(qū)瓦斯的主要抽采區(qū)域。采空區(qū)只有一個出口,該區(qū)的高濃度瓦斯在低壓作用下必然緩慢流向工作面上隅角附近,而采煤面上隅角靠采空區(qū)一側(cè)風速低于0.1 m/s,致使高濃度瓦斯在此積聚,從而引起上隅角瓦斯超限。
圖7 距煤層底板11.5 m流線和壓強等值線Fig.7 Streamline and contour maps of pressure at z=11.5 m apart floor of coal seam
該采煤工作面在回風巷靠采空區(qū)側(cè)頂板布置四個高位順向鉆孔抽采采空區(qū)瓦斯,其鉆孔布置和效果分別見圖8、9。
圖8 抽采鉆孔布置Fig.8 Arrangement of extracting boreholes
圖9 抽采鉆孔瓦斯?jié)舛惹闆rFig.9 Gas concentration of extracting boreholes
從初次來壓到第一次周期來壓結(jié)束,4#、5#孔瓦斯體積分數(shù)一直大于0.55,而6#、7#孔瓦斯體積分數(shù)基本小于0.40。仔細分析四個鉆孔位置,發(fā)現(xiàn)4#孔距回風巷25.14 m、距煤層頂板14.54 m,5#孔距回風巷20.09 m、距煤層頂板11.95 m,恰好處在大面積高濃度瓦斯積聚區(qū);而 6#、7#孔距回風巷16.73、11.71 m,位于瓦斯積聚區(qū)以外。數(shù)值模擬結(jié)果與實測結(jié)果相符。
(1)工作面初采期間,下轉(zhuǎn)角的漏風流一直流向開切眼,對采空區(qū)下部瓦斯?jié)舛确植加绊懞艽螅瑢е碌装辶严秴^(qū)瓦斯下部積聚、中部濃度較小、上部快速增大。
(2)采空區(qū)上部的瓦斯沒有積存在采空區(qū)深部,而是在低風壓作用下主要積存到回風巷附近的裂隙區(qū)中。
(3)工作面上隅角瓦斯超限,是采空區(qū)在此流出高濃度瓦斯和上隅角低風速甚至形成漩渦共同作用的結(jié)果。
(4)該研究表明,分析采場瓦斯積聚區(qū)域的分布及其原因,可以幫助采煤工作面布置合理的抽采鉆孔和選擇合適通風方式及風量。
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