孟 然,徐經(jīng)蒼,魏 攀,許滿貴,成 賓
(1.西安科技大學(xué) 能源學(xué)院,陜西 西安 710054;2.陜西陜煤澄合礦業(yè)有限公司,陜西 澄城 715200)
順層瓦斯抽放鉆孔滲流場(chǎng)數(shù)值模擬及應(yīng)用
孟 然1,徐經(jīng)蒼2,魏 攀1,許滿貴1,成 賓2
(1.西安科技大學(xué) 能源學(xué)院,陜西 西安 710054;2.陜西陜煤澄合礦業(yè)有限公司,陜西 澄城 715200)
切實(shí)可行的瓦斯抽放方式是預(yù)防煤礦瓦斯事故災(zāi)害的重要方法之一。為了能準(zhǔn)確合理地確定順層瓦斯抽放鉆孔的布置參數(shù),基于煤層瓦斯流動(dòng)理論,建立鉆孔抽放瓦斯?jié)B流場(chǎng)數(shù)學(xué)模型,運(yùn)用有限元分析軟件COMSOL-Multiphysics,以董家河煤礦22518工作面為例,對(duì)工作面順層鉆孔瓦斯抽放過(guò)程進(jìn)行數(shù)值模擬,研究抽放鉆孔周圍瓦斯?jié)B流場(chǎng)分布規(guī)律,確定22518工作面順層瓦斯抽放鉆孔的布置方式。結(jié)果表明:瓦斯抽放初期,瓦斯抽放量較大,持續(xù)時(shí)間較長(zhǎng),抽放瓦斯卸壓作用使得鉆孔周圍一定范圍內(nèi)的煤體滲透率顯著提高,在鉆孔中心位置,瓦斯?jié)B流速度達(dá)到最大值,煤體孔隙率隨著抽放時(shí)間的推移逐漸降低,設(shè)計(jì)鉆孔直徑90mm,抽放負(fù)壓20kPa,鉆孔有效抽放半徑確定為3~4m時(shí)抽放效果較好。該研究結(jié)果對(duì)提高瓦斯抽放效率,預(yù)防瓦斯事故災(zāi)害,保障煤礦安全生產(chǎn)具有重要的指導(dǎo)意義。
煤礦;瓦斯;順層鉆孔;數(shù)值模擬
煤層瓦斯抽放是積極防治瓦斯事故災(zāi)害的主要技術(shù)措施之一[1],瓦斯抽放主要有巷道抽放和鉆孔抽放,鉆孔抽放是目前國(guó)內(nèi)外抽放本煤層和鄰近層瓦斯的主要方式,其中井下布孔抽放是抽放本煤層和鄰近層瓦斯應(yīng)用最多和較普遍的方法[2]。瓦斯抽放過(guò)程中瓦斯的滲流變化是一個(gè)復(fù)雜的過(guò)程,瓦斯?jié)B流基于煤層的物理力學(xué)性質(zhì),同時(shí),煤層中瓦斯的賦存狀態(tài)、瓦斯壓力、煤層瓦斯含量及滲透率等直接影響煤層瓦斯的滲流[3-5]。因此,研究本煤層順層瓦斯抽放鉆孔中瓦斯?jié)B流規(guī)律,合理選用技術(shù)性強(qiáng)、經(jīng)濟(jì)性高的鉆孔布置方式將瓦斯從煤層中抽出并加以利用,對(duì)于有效進(jìn)行煤層瓦斯預(yù)抽,從而降低煤層瓦斯含量、減少瓦斯事故災(zāi)害的發(fā)生,從根本上消除煤礦瓦斯事故災(zāi)害隱患具有十分重要的意義[6-7]。以董家河煤礦22518工作面為例,基于煤層瓦斯流動(dòng)理論[8],建立鉆孔周圍煤層瓦斯?jié)B流場(chǎng)數(shù)學(xué)模型,運(yùn)用有限元分析軟件COMSOL-Multiphysics對(duì)鉆孔周圍煤體中瓦斯?jié)B流過(guò)程進(jìn)行數(shù)值模擬,尋求出順層鉆孔周圍瓦斯壓力分布規(guī)律及鉆孔周圍煤體滲透率和孔隙率動(dòng)態(tài)變化規(guī)律,確定出鉆孔有效抽放半徑,并在煤礦實(shí)際生產(chǎn)中加以檢驗(yàn)證明,為進(jìn)一步研究煤體瓦斯抽放過(guò)程中的鉆孔參數(shù)優(yōu)化奠定了基礎(chǔ)。
董家河煤礦22518綜采工作面走向長(zhǎng)842 m,傾斜長(zhǎng)150 m,進(jìn)、回風(fēng)巷設(shè)計(jì)斷面10.2 m2,采用錨網(wǎng)支護(hù),設(shè)計(jì)采高4 m,采用綜采一次采全高,設(shè)計(jì)配風(fēng)750 m3/min,計(jì)劃月產(chǎn)量6.8萬(wàn)t.主采煤層為5#煤層,煤層厚度3.66~4.20 m.開(kāi)采22518工作面時(shí),工作面涌出的瓦斯來(lái)源主要是本煤層和上覆鄰近層,根據(jù)工作面地勘與實(shí)測(cè)瓦斯含量數(shù)據(jù),利用分源預(yù)測(cè)法,計(jì)算得到工作面瓦斯來(lái)源構(gòu)成見(jiàn)表1,從表中可以看出,本煤層瓦斯涌出量較大。圖1為22518工作面地勘煤層瓦斯含量分區(qū)圖。根據(jù)礦井?dāng)U大區(qū)瓦斯含量等值線圖將工作面劃分為Ⅰ,Ⅱ,Ⅲ,Ⅳ4個(gè)區(qū)段。Ⅰ段平均瓦斯含量為8 m3/t,Ⅱ段平均瓦斯含量為6 m3/t,Ⅲ段平均瓦斯含量為4 m3/t,Ⅳ段平均瓦斯含量為2 m3/t.
表1 工作面瓦斯來(lái)源構(gòu)成
圖1 工作面瓦斯含量分區(qū)圖Fig.1 Schematic diagram of gas content in working face
2.1 煤體瓦斯?jié)B流場(chǎng)控制方程
煤層瓦斯?jié)B流實(shí)質(zhì)上[8]是可壓縮性流體在各向異性且非均質(zhì)的孔隙—裂隙雙重介質(zhì)的滲透—擴(kuò)散的混合非穩(wěn)定流動(dòng),因此,煤層瓦斯?jié)B流場(chǎng)控制方程為
(1)
P·β=ρ,
(2)
(3)
(4)
(5)
(6)
式中 q為煤層瓦斯?jié)B流速度,m·s-1; μ為瓦斯的絕對(duì)粘度,Pa·s;p為瓦斯壓力梯度,Pa·m-1; k為煤層的滲透率,μm2; ρ為瓦斯密度,kg·m-3; p為瓦斯壓力,Pa; β為瓦斯的壓縮系數(shù); p0為大氣壓力,1.013×105Pa; βs為煤體密度,g·cm3; a,b為L(zhǎng)angmuir常數(shù); Qp為源匯項(xiàng),kg·m-3·s-1; m為瓦斯含量,kg·m-3; εV為體積應(yīng)變; ks為煤體骨架模量,Pa; k0為初始滲透率,μm2.
2.2 數(shù)值模型及參數(shù)確定
文中使用基于偏微分方程組PDE的COMSOL-Multiphysics分析軟件,通過(guò)在軟件內(nèi)部選擇不同物理場(chǎng)模塊進(jìn)行組合,可模擬出任意物理場(chǎng)疊加作用下的數(shù)值結(jié)果,從而進(jìn)行多物理場(chǎng)耦合數(shù)值分析,針對(duì)不同問(wèn)題進(jìn)行穩(wěn)態(tài)和瞬態(tài)分析,線性和非線性分析。數(shù)值模擬過(guò)程基于固體力學(xué)方程和達(dá)西方程計(jì)算模塊,因井下鉆孔瓦斯抽放過(guò)程是在三維空間中進(jìn)行的,其計(jì)算量較大,考慮工作面現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際條件和基本假設(shè),文中順層鉆孔瓦斯抽放數(shù)值模擬采用二維平面模型進(jìn)行模擬。建立如圖2所示的長(zhǎng)×寬為80m×5m的二維理想化模型,模型在垂直方向高5m,水平方向長(zhǎng)80m;抽放鉆孔在模型的幾何中間位置,鉆孔直徑為90mm.
邊界條件:模型底部邊界固定,左右兩側(cè)邊界為豎直自由邊界,模型上端受8MPa的上覆巖層壓力。
圖2 二維理想化數(shù)學(xué)模型Fig.2 2D idealized mathematical model
初始條件:煤層初始瓦斯壓力為0.15MPa,抽放負(fù)壓為20kPa.
數(shù)值模擬所需物性參數(shù)見(jiàn)表2.模型建立好以后對(duì)模型進(jìn)行網(wǎng)格劃分,網(wǎng)格劃分形式采用自由剖分三角形網(wǎng)格。求解每個(gè)單元網(wǎng)格結(jié)構(gòu),就能得到整體的變化趨勢(shì),網(wǎng)格越細(xì)致整齊,結(jié)果就越精確。
2.3 模擬方案
以董家河煤礦22518工作面為模型,方案為
1)以鉆眼位置為起點(diǎn),不同時(shí)刻鉆孔周圍煤體瓦斯壓力、孔隙率、滲透率變化情況;
2)以鉆眼位置為中心,鉆孔周圍不同距離處的煤體瓦斯壓力、孔隙率、滲透率、滲流速度變化情況。
表2 模型基本物性參數(shù)
3.1 瓦斯壓力分布規(guī)律分析
圖3為抽放時(shí)間分別為1,5,35 d時(shí)鉆孔瓦斯壓力分布云圖,圖4為不同抽放時(shí)間時(shí),以鉆孔中心位置為起點(diǎn),不同距離處的瓦斯壓力分布曲線。
圖3 不同抽放時(shí)間鉆孔瓦斯壓力分布云圖Fig.3 Nephogram distribution of gas pressure in drlling in different time
從圖3中可以看出,隨著抽放時(shí)間的增加,抽放負(fù)壓的影響范圍逐漸擴(kuò)大,瓦斯抽放區(qū)域也是隨之而增大的。從圖3和圖4可以看出,在鉆孔抽放瓦斯的初始階段,鉆孔周圍煤體中瓦斯壓力下降速率較大,隨著抽放時(shí)間的推移,鉆孔周圍煤體中瓦斯壓力下降速率減小,這是由于鉆孔周圍局部煤體受到卸壓作用的緣故,表明距鉆孔越近的地方瓦斯壓力梯度越大,瓦斯壓力變化也越大,隨著距鉆孔距離的增大,壓力梯度變化減小,瓦斯壓力逐漸趨于穩(wěn)定,在實(shí)際礦井生產(chǎn)中,應(yīng)選擇合適的瓦斯抽放時(shí)間。觀察圖4中負(fù)壓抽放35 d的瓦斯壓力等值線,在鉆孔周圍3 m范圍內(nèi)的煤體卸壓加速,煤體中瓦斯壓力下降幅度能達(dá)到40%多。
3.2 煤體孔隙率動(dòng)態(tài)變化分析
圖5給出了以鉆眼位置為中心,距鉆眼不同距離處煤體孔隙率變化曲線,圖6給出了抽放35 d后,鉆孔前方1 m處煤體孔隙率隨時(shí)間變化曲線。
圖4 不同抽放時(shí)間瓦斯壓力等值線分布圖Fig.4 Distribution of contour of gas pressure in drilling in different time
圖5 不同抽放時(shí)間孔隙率分布Fig.5 Distribution of porosity at different times
圖6 孔隙率隨時(shí)間變化曲線Fig.6 Curve of porosity changes with time
從圖5,圖6可以看出,鉆孔周圍一定范圍內(nèi)煤體孔隙率顯著增大,隨著時(shí)間的推移,孔隙率變化逐漸減小。這是因?yàn)榫嚆@孔一定范圍內(nèi),瓦斯壓力梯度變化較大,瓦斯壓力下降較快,隨著時(shí)間的推移,瓦斯壓力梯度越來(lái)越小,而煤體上覆巖層作用力幾乎不變,從而煤體有效應(yīng)力不斷增大,導(dǎo)致煤體孔隙被壓縮,孔隙率隨之降低。另外,煤體中瓦斯的解吸過(guò)程會(huì)使得煤體骨架收縮,煤體孔隙仍會(huì)有一定程度的擴(kuò)張。但由于有效應(yīng)力增大導(dǎo)致孔隙壓縮的程度大于由于瓦斯解吸作用導(dǎo)致孔隙擴(kuò)張的程度[9],從而整體表現(xiàn)出孔隙率的降低。
3.3 煤體滲透率動(dòng)態(tài)變化分析
圖7和圖8為抽放35 d后,以鉆眼位置為中心,鉆孔周圍煤體滲透率、滲流速度變化曲線。
圖7 煤體滲透率變化曲線Fig.7 Curve of coal permeability changes with time
圖8 抽放瓦斯?jié)B流速度變化曲線Fig.8 Curve of seepage velocity of gas changes with time
從圖7可知,距鉆孔位置越遠(yuǎn),鉆孔周圍煤體滲透率變化梯度越來(lái)越小,這主要是因?yàn)榈貞?yīng)力的壓縮作用所致。瓦斯壓力隨著時(shí)間的推移逐漸趨于煤體原始瓦斯壓力,在地應(yīng)力的壓縮作用下導(dǎo)致煤體孔隙率的減小,進(jìn)而造成滲透率的減小。有實(shí)驗(yàn)研究表明[10],煤體滲透率和孔隙率具有較好的一致性,在溫度和瓦斯壓力一定時(shí),隨著有效應(yīng)力的增大,滲透率逐漸減小,且減小趨勢(shì)逐漸減緩。
從圖8可以看出,鉆孔周圍煤體卸壓后,在瓦斯壓力梯度作用下,從鉆孔中心往四周滲透率逐漸減小,進(jìn)而影響瓦斯?jié)B流速度的變化:越靠近鉆孔位置,瓦斯壓力梯度越大,瓦斯?jié)B流速度越大。
4.1 鉆孔布置方案
《煤礦安全規(guī)程》[13]中規(guī)定煤層瓦斯預(yù)抽率應(yīng)大于30%,文中定義當(dāng)煤體中瓦斯壓力降低40%時(shí)的位置距鉆孔中心的距離為有效抽放半徑。根據(jù)鉆孔抽放后煤體瓦斯壓力、煤體滲透率和孔隙率等參數(shù)的分布規(guī)律,結(jié)合董家河煤礦22518綜采工作面實(shí)際生產(chǎn)情況,初步確定22518工作面順層瓦斯抽放鉆孔的有效抽放半徑為3~4 m左右。
在22518回采工作面前3個(gè)區(qū)段進(jìn)行了順層鉆孔瓦斯抽放,本次抽放前后瓦斯含量對(duì)比測(cè)定鉆孔布置也主要在前3個(gè)區(qū)段進(jìn)行。抽放鉆孔采用單排布孔,開(kāi)孔高度距巷道底板1.3 m,鉆孔始終保持上揚(yáng)1°左右,以保證孔內(nèi)積水及時(shí)排出。測(cè)定鉆孔設(shè)計(jì)Ⅰ段24個(gè)鉆孔,間距為6 m,孔深25 m;測(cè)定鉆孔設(shè)計(jì)Ⅱ段14個(gè)鉆孔,間距為6 m,孔深25 m;測(cè)定鉆孔設(shè)計(jì)Ⅲ段30個(gè)鉆孔,間距為6 m,孔深25 m.鉆孔采用ZDY2600L型煤礦用履帶式全液壓鉆機(jī)施工。鉆桿采用φ110螺旋鉆桿,鉆頭采用φ113復(fù)合片鉆頭。鉆孔采用封孔袋進(jìn)行封孔,封孔深度不小于10 m.鉆孔施工完畢后應(yīng)及時(shí)封孔,并接入抽放系統(tǒng)進(jìn)行抽放。設(shè)計(jì)鉆孔如圖9所示。
圖9 22518工作面鉆孔布置圖Fig.9 Drilling arrangement plan of 22518 working face
4.2 檢驗(yàn)結(jié)果分析
瓦斯含量測(cè)定嚴(yán)格按照《煤層瓦斯含量井下直接測(cè)定方法》[12]進(jìn)行計(jì)算,運(yùn)用井下直接測(cè)定和實(shí)驗(yàn)室DGC型瓦斯含量測(cè)定儀對(duì)本煤層抽放前后煤層瓦斯含量進(jìn)行測(cè)定,測(cè)定結(jié)果見(jiàn)表3.
表3 瓦斯抽放檢驗(yàn)結(jié)果
從表3可以看出,本煤層原始瓦斯含量平均為4.295 2 m3/t,抽放后煤層瓦斯含量平均為2.101 1 m3/t,抽放后煤層瓦斯含量降低了51.1%.同時(shí),工作面日產(chǎn)量按M=6×434=2 604 t計(jì)算,評(píng)價(jià)單元中可解吸瓦斯含量范圍為0.65~1.12 m3/t,最大可解吸瓦斯量為1.12 m3/t,遠(yuǎn)小于6 m3/t,滿足《煤礦瓦斯抽采達(dá)標(biāo)暫行規(guī)定》的要求。
1)建立了本煤層順層鉆孔瓦斯?jié)B流場(chǎng)數(shù)學(xué)模型,利用有限元分析法對(duì)其進(jìn)行數(shù)值模擬,該數(shù)學(xué)模型及模擬結(jié)果經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際生產(chǎn)檢驗(yàn)后,是合理可行的;
2)在煤體進(jìn)行順層鉆孔瓦斯抽放后,鉆孔周圍一定范圍內(nèi)煤體處于卸壓狀態(tài),煤體瓦斯壓力下降,且在3 m范圍內(nèi)瓦斯壓力下降幅度較大。卸壓作用影響鉆孔周圍煤體滲透率和孔隙率,使得鉆孔周圍一定范圍內(nèi)的煤體滲透率顯著提高,孔隙率隨著抽放時(shí)間的推移逐漸降低,鉆孔有效抽放半徑確定為3~4 m時(shí)抽放效果較好;
3)鉆孔抽放過(guò)程中,隨著瓦斯壓力、煤體滲透率的變化,進(jìn)而使得煤體中瓦斯?jié)B流速度也表現(xiàn)出一定的規(guī)律:從鉆孔周圍往鉆孔中心方向,煤體中瓦斯?jié)B流速度逐漸增大,在鉆孔中心位置,煤體中瓦斯?jié)B流速度達(dá)到最大值。
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Numericalsimulationandapplicationofdrillinggasdrainageholesalongseamincurrentseam
MENGRan1,XUJing-cang2,WEIPan1,XUMan-gui1,CHENGBin2
(1.CollegeofEnergyScienceandEngineering,Xi’anUniversityofScienceandTechnology,Xi’an710054,China; 2.ShaanxiChengheMiningCo.,Ltd.,Chenghe715200,China)
The feasible gas extraction method is one of the important approaches to prevent the occurrence of the mine gas accident.In order to determine the reasonable parameters of drilling gas drainage holes along seam,based on gas flow theory,seepage field mathematical model of gas suction by drilling is established,by using the finite element analysis method of COMSOL-Multiphysics,the process of gas drainage in drilling hole along seam in current seam is numerically simulated to study the distribution rules of gas permeation field around drainage hole in case of 22518 working face in Dongjiahe coal mine,and determine the arrangement modes of drainage holes of drilling gas along seam in current seam.The study results show that,large amount and long duration of gas extraction content occurred at the beginning of gas drainage period,the coal permeability increases visibly under the action of relief pressure of gas extraction around the drill,seepage velocity reached maximum at the center of drill and the coal porosity decreases gradually with the time.In the conditions of drilling hole diameter of 90 mm and negative suction pressure of 29 kPa,the effective drainage radius is best set to 3~4 m.The results have important guiding significance for increasing the gas drainage efficiency,preventing mine from gas accident and guaranteeing coal mine safety production.
coal mine;gas;drill holes along seam;numerical simulation
2015-06-12 責(zé)任編輯:劉 潔
孟 然(1990-),男,陜西西安人,碩士研究生,E-mail:mcr615@foxmail.com
10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2015.0506
1672-9315(2015)05-0561-06
TD
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