韋善陽，陳學(xué)習(xí)，董利輝

(1.礦井災(zāi)害防治重點實驗室，河北 三河 065201；2.華北科技學(xué)院安全工程學(xué)院，河北 三河 065201；3．中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 資源與安全工程學(xué)院，北京100083)

順層鉆孔抽采煤層瓦斯有效影響半徑數(shù)值模擬及應(yīng)用

韋善陽1，2，陳學(xué)習(xí)1，2，董利輝3

(1.礦井災(zāi)害防治重點實驗室，河北 三河 065201；2.華北科技學(xué)院安全工程學(xué)院，河北 三河 065201；3．中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 資源與安全工程學(xué)院，北京100083)

確定鉆孔有效抽采半徑是煤礦瓦斯安全高效抽采的關(guān)鍵，本文結(jié)合實際礦井的基礎(chǔ)參數(shù)資料，利用流體力學(xué)軟件Fluent，通過軟件內(nèi)置的多孔介質(zhì)模型，對流場區(qū)域添加用于表征多孔介質(zhì)性質(zhì)的阻力參數(shù)來實現(xiàn)對流體在多孔介質(zhì)中的流動過程的模擬。結(jié)果表明：①該工作面的理論有效瓦斯抽采半徑約為1.9m，該工作面的抽采間距可設(shè)計為4m；②煤層滲透率改變影響瓦斯運移的阻力的變化，從而能大幅影響煤層內(nèi)瓦斯的運移速度，而抽放負(fù)壓通過影響瓦斯運移的動力，在一定程度上也會影響鉆孔瓦斯流量；③模擬結(jié)果與試驗結(jié)果具有很好的統(tǒng)一。

鉆孔瓦斯抽采；有效影響半徑； 數(shù)值模擬

礦井瓦斯是威脅我國煤礦安全生產(chǎn)的主要危險源之一，而瓦斯抽采是降低煤層瓦斯含量、瓦斯壓力，保證高瓦斯礦井在低瓦斯?fàn)顟B(tài)下開采的主要途徑之一，是消除危險源的積極有效措施。然而不同的礦井由于埋深、煤質(zhì)，瓦斯含量、瓦斯壓力、煤層透氣性等的不同，鉆孔瓦斯抽采有效影響半徑也存在很大的差異，這也直接影響著礦井的瓦斯抽采率和抽采量，急需下大氣力進(jìn)行專門的研究。隨著計算機的快速發(fā)展，數(shù)值仿真技術(shù)的優(yōu)越性逐漸體現(xiàn)，運用數(shù)值技術(shù)進(jìn)行煤層鉆孔瓦斯抽放的研究具有了一定的可行性。并且對實際的生產(chǎn)你具有良好的指導(dǎo)作用。本文基于FLUENT軟件和實際礦井條件，研究順層鉆孔抽采本煤層瓦斯的有效影響半徑，為生產(chǎn)實踐提供理論支持。

1 鉆孔瓦斯流動模型

為了簡化和計算的實現(xiàn)，在此忽略了煤中瓦斯解析的具體過程，視瓦斯在煤體中的運移過程主要與煤中的孔隙情況有關(guān)，其模型簡化為了單純的達(dá)西滲流模型。

根據(jù)達(dá)西定律的線性瓦斯?jié)B流理論，煤體中瓦斯?jié)B流呈現(xiàn)一定的線性規(guī)律(式(1))。

(1)

式中：μ為瓦斯動力粘度系數(shù)，Pa·s；dx為和流動方向一致的極小長度，m；v為流速，m/s；dp為在dx長度內(nèi)的壓差，Pa；K為煤層滲透率，m2；λ為煤層透氣性系數(shù)，m2/MPa2·d)。

鉆孔瓦斯流向設(shè)定基于于鉆孔瓦斯抽采過程中瓦斯沿鉆孔徑向的流動要遠(yuǎn)大于其他流動，因此煤層內(nèi)瓦斯流動狀態(tài)取徑向流動。

通常徑向流場的流線垂直于鉆孔或巷道，其等壓線近似為同心圓[1]，如圖1所示。

圖1 瓦斯徑向流動示意圖

徑向流動遵循質(zhì)量守恒定律，符合連續(xù)性方程，由此可得式(2)、式(3)。

(2)

(3)

式中：r為距鉆孔的距離，m；m為礦山壓力和煤強度的常數(shù)值；X為瓦斯含量，m3/m3；Q為瓦斯流量，m3/s；t為時間；λ為煤層滲透性系數(shù)；P為瓦斯壓力。

而瓦斯含量與煤層瓦斯壓力通常滿足式(4)。

(4)

式中a為煤層瓦斯含量系數(shù)。

煤層滲透性設(shè)定考慮到煤層滲透性系數(shù)是隨時間空間變化的函數(shù)，即如式(5)所示[2-3]。

(5)

通過式(2)～(5)可得到模型，見式(6)。

(6)

其初始條件為：t=0，p=p原始。其邊界條件見式(7)。

(7)

2 煤層基本參數(shù)

某礦丁5-6-21110工作面煤層傾角6～14°，一般8°左右。工作面走向長1628m，南北傾斜寬度210m，煤層平均煤厚4.3m，地面標(biāo)高210～310m，工作面標(biāo)高-577～-512m，埋深782～877m。該工作面工作面瓦斯壓力0.63MPa，瓦斯含量4.63m3/t。工作面孔隙率0.0687，煤層滲透率為1.0～3.1×10-3μm2。鉆孔抽采負(fù)壓為13kPa。

3 數(shù)值模擬

3.1 模型基本假設(shè)

1)煤層內(nèi)瓦斯含量與瓦斯壓力均勻分布。

2)忽略煤體滲透率及孔隙率的時空變化。

3)把煤層瓦斯視為不可壓縮理想氣體。

4)忽略煤中瓦斯的具體你解析過程，認(rèn)為煤中瓦斯解析是一個穩(wěn)定的過程。

3.2 幾何模型的建立和網(wǎng)格的劃分

結(jié)合瓦斯抽采實際，一般認(rèn)為煤層內(nèi)瓦斯在抽采負(fù)壓的作用下主要沿鉆孔徑向流動，因此，選取鉆孔深部穩(wěn)定區(qū)段鉆孔橫截面方向的面為研究對象，區(qū)域長×高=20m×4m，鉆孔位于模型中心，鉆孔直徑0.095m，模型采用三角形非結(jié)構(gòu)化網(wǎng)格劃分，并在鉆孔周圍加密，共劃分網(wǎng)格數(shù)5574，劃分好的幾何模型見圖2。

圖2 瓦斯抽采模型劃分及測線布置

3.3 邊界條件的設(shè)置

本模擬采用多孔介質(zhì)模型，通過添加用以描述多孔介質(zhì)特性的粘性阻力系數(shù)控制瓦斯在煤中的流動，通過穩(wěn)定的壓力壁面條件模擬穩(wěn)定解析的瓦斯源。具體參數(shù)設(shè)置如下：煤壁邊界均為壓力入口，壓力為實測瓦斯壓力，鉆孔邊界采用壓力出口，壓力為抽采負(fù)壓，煤體設(shè)為為多孔介質(zhì)，阻力系數(shù)為實測滲透率的倒數(shù)。通常而言，鉆孔周圍受施工影響，煤體較為破裂，滲透性強，該區(qū)域區(qū)域一般認(rèn)為是10倍鉆孔直徑，在該區(qū)域內(nèi)煤層滲透性系數(shù)約為原始煤層滲透性系數(shù)的2～10倍，模型主要參數(shù)設(shè)定見表1。

3.4 模擬結(jié)果及分析

3.4.1 鉆孔理論抽采半徑的確定

由于礦井瓦斯壓力為0.63MPa，因此，其抽采半徑應(yīng)根據(jù)礦井瓦斯抽采標(biāo)準(zhǔn)確定。有研究指出，確定鉆孔瓦斯抽采半徑的指標(biāo)為瓦斯壓力下降10%以上，確定抽采有效半徑的指標(biāo)為瓦斯壓力下降50%以上或瓦斯壓力變成負(fù)[4-6]。

表1 模型的主要參數(shù)

當(dāng)鉆孔抽采負(fù)壓為13kPa時，鉆孔抽采達(dá)到穩(wěn)定后，在鉆孔間距4m的情況下鉆孔周邊壓力分布見圖3。

從圖3中知，在一定間距條件下，瓦斯抽采孔之間可以相互影響，瓦斯壓力降低區(qū)相互交疊，形成一個大的瓦斯壓降圈，在交疊區(qū)域內(nèi)瓦斯壓降有所增強。受抽采負(fù)壓的影響，鉆孔周邊瓦斯壓力迅速下降，并逐漸向內(nèi)部傳播，最終趨于穩(wěn)定。圖4可以看出，當(dāng)P為0.9倍的原始瓦斯壓力時，x=2.98m，可見其理論抽采半徑在2.98m左右。當(dāng)P為0.5倍的原始瓦斯壓力時，x=1.90m，可見其理論抽采有效影響半徑在1.9m左右。

圖3 兩鉆孔周圍的瓦斯壓力分布云圖

圖4 抽采穩(wěn)定后測線上的瓦斯壓力分布曲線

3.4.2 兩鉆孔之間的相互影響作用

通常，影響抽采半徑的因素有多種，如煤層滲透率、抽采負(fù)壓、鉆孔直徑，抽采時間等，這些都會在一定程度上對瓦斯抽采效果產(chǎn)生影響[7-10]。本文主要考察鉆孔間距為1.5m，4m，6m的情況下，兩個鉆孔間的影響關(guān)系見圖5。

圖5 不同鉆孔間距條件下抽放穩(wěn)定時模型軸線上瓦斯壓力分布曲線

由圖5我們可以看出，在一定間距條件下，瓦斯抽放孔之間可以相互影響，瓦斯壓力降低區(qū)相互交疊，形成一個大的瓦斯壓降圈，在交疊區(qū)域內(nèi)瓦斯壓降有所增強。隨著鉆孔間距的增大，瓦斯壓降圈大小逐漸增大，鉆孔之間的相互影響效應(yīng)逐漸減小，兩鉆孔交疊區(qū)瓦斯壓降逐漸減弱，抽放鉆孔的獨立性逐漸增強。

當(dāng)鉆孔間距1.5m時，兩鉆孔之間相互影響，交疊區(qū)域內(nèi)瓦斯壓降顯著，兩鉆孔軸線中心點處瓦斯壓力僅為原始瓦斯壓力的9%。且該區(qū)域瓦斯壓力分布較為均勻，曲線沒有明顯的雙峰。隨著鉆孔間距的增大，兩鉆孔之間的影響逐漸減弱，曲線雙峰分布逐漸明顯，鉆孔交疊區(qū)域瓦斯壓降逐漸減小，當(dāng)鉆孔間距為6m時，交疊區(qū)域中心點上瓦斯壓力達(dá)到原始瓦斯壓力的81.7%，但仍小于單個鉆孔在該位置上壓降的89.5%。

實際中，當(dāng)實施群孔進(jìn)行抽采時，由于采動對原始煤層的擾動，鉆孔提供了煤層移動與擴(kuò)展的空間，地應(yīng)力得到了釋放，溝通了瓦斯釋放的渠道等原因，煤層透氣性透氣性得到了一定的提高[11-12]。由此可見，鉆孔間距對鉆孔間瓦斯壓力的降低效果是有很大的影響的，理論上，鉆孔間距越小，瓦斯壓降圈越小，交疊區(qū)內(nèi)瓦斯壓降越明顯，但間距越小就意味著鉆孔數(shù)越多，抽放成本劇增。因此在交疊區(qū)內(nèi)瓦斯壓力滿足抽放效果時，鉆孔間距可以適當(dāng)調(diào)大。

4 實證分析

4.1 鉆孔布置

由于數(shù)值模擬的結(jié)果是基于礦井實際基礎(chǔ)參數(shù)而得到的結(jié)果，對生產(chǎn)實際具有一定的指導(dǎo)作用，根據(jù)模擬結(jié)果，在礦井相應(yīng)工作面上實施試驗，由于實際條件的特殊性，試驗鉆孔布置如圖6所示。

圖6 鉆孔布置俯視圖

4.2 壓力測定

因測壓孔所安裝壓力表均沒有上壓，決定采用U型壓差計測定測壓孔相對瓦斯壓力。準(zhǔn)備從兩個角度對數(shù)據(jù)進(jìn)行考察：一是測壓孔在一定時間后是否出現(xiàn)負(fù)壓情況；二是測壓孔壓力數(shù)據(jù)變化是否與抽采孔瓦斯?jié)舛茸兓邆湎嚓P(guān)性。開始進(jìn)行各鉆孔瓦斯壓力測定時考慮到瓦斯壓力可能比較大，使用水銀液面高差記錄壓力值，經(jīng)過一周的觀察，發(fā)現(xiàn)壓力讀數(shù)變化較大而且度數(shù)較小，故使用水柱高度差記錄壓力，真實壓力變化值見圖7。

圖7 實測鉆孔壓力變化曲線圖

試驗觀測結(jié)果總共為21天，從圖7可得出以下結(jié)論。

1) K2測定鉆孔在抽采孔聯(lián)網(wǎng)抽采的第2天瓦斯壓力出現(xiàn)明顯下降，下降幅度57%，在抽采的第12天出現(xiàn)負(fù)壓，說明在13kPa負(fù)壓抽采壓力下12天之后距離抽采孔1m的環(huán)形區(qū)域內(nèi)瓦斯已經(jīng)得到充分抽采，該區(qū)域在鉆孔抽采的有效影響范圍之內(nèi)。

2) K3測定鉆孔在抽采孔聯(lián)網(wǎng)抽采后瓦斯壓力一直下降，在抽采的第20天出現(xiàn)負(fù)壓，說明在13kPa負(fù)壓抽采壓力下20天之后距離抽采孔1.5m的環(huán)形區(qū)域內(nèi)瓦斯已經(jīng)得到充分抽采，該區(qū)域在鉆孔抽采的有效影響范圍之內(nèi)。

3) K4測定鉆孔在抽采孔聯(lián)網(wǎng)抽采前8天瓦斯壓力出現(xiàn)明顯下降，下降幅度69%，之后瓦斯壓力緩慢下降，到第21天時還有450Pa的瓦斯壓力，通過線性分析計算在第31天后出現(xiàn)負(fù)壓值。說明該區(qū)域在瓦斯抽采的有效影響半徑范圍之內(nèi)，但已經(jīng)靠近最大有效影響值。

4) K5測定鉆孔瓦斯壓力呈現(xiàn)緩慢下降趨勢，其在抽采的21天之后其瓦斯壓力仍然十分接近其他鉆孔的初始瓦斯壓力，在排除瓦斯自然衰減因素外，可以認(rèn)為在距離抽采鉆孔2.5m的區(qū)域瓦斯抽采效果已經(jīng)很不理想，超出了抽采的有效影響半徑。

由以上分析可得，K2、K3和K4鉆孔均處在抽采鉆孔抽采有效影響半徑范圍內(nèi)，K5鉆孔處在有效影響半徑之外；K4鉆孔雖然處在影響半徑以內(nèi)，但抽采后其瓦斯壓力的降幅較小，且通過線性分析計算在第31天后出現(xiàn)負(fù)壓值，由此可見K4測定鉆孔處在抽采影響半徑的邊緣處；抽采有效影響半徑確定為略微大于2.0m。

5 結(jié) 論

本文根據(jù)某礦丁5-6-21110工作面的基本情況對該煤層的瓦斯抽采過程進(jìn)行了數(shù)值模擬和實證分析。得出以下結(jié)論。

1)數(shù)值模擬結(jié)果和實際測定結(jié)果具有很好的統(tǒng)一性，該工作面煤層瓦斯抽采有效影響半徑略微大于2m。實際中考慮到煤層滲透性等的分布不均，抽采時間有限，其抽采半徑應(yīng)略微小于該值。

2)在一定間距條件下，瓦斯抽采鉆孔之間相互影響，瓦斯壓力降低區(qū)相互交疊，隨著鉆孔間距的增大，鉆孔之間的相互影響效應(yīng)逐漸減小，抽放鉆孔的獨立性逐漸增強。結(jié)合該礦井的實際，該工作面的抽采鉆孔間距可設(shè)計為4m。

3)在知道煤層基礎(chǔ)數(shù)據(jù)條件下，數(shù)值模擬結(jié)果與實際測定基本一致，進(jìn)一步證實模擬的正確性。

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Numerical simulation and test of effective influence radius of gas drainage boreholes

WEI Shan-yang1，2，CHEN Xue-xi1，2，DONG Li-hui3

(1.Key Lab.of Mine Disaster Prevention and Control，Sanhe 065201，China；2.School of Safety & Engineering，North China Institute of Science & Technology，Sanhe 065201，China;3.School of Resource and Safety Engineering，China University of Mining and Technology(Beijing)，Beijing 100083，China)

To determine the effective drainage radius of drilling is the key of coal mine gas extraction.This paper simulates the process of fluid flow in porous media by using the FLUENT software，in which the porous model is used to add some resistance properties which can characterize the properties of the porous media.The result shows that:①the theoretical drainage radius of this working face is1.9 m，and the gas drainage spacing should be designed at 4 m;②the change of coal seam permeability can influence gas migration resistance，which can affect the gas migration velocity greatly；and the suction pressure can influence the gas migration motivation，which can affect the borehole gas flux to a certain extent；③The simulation results and test results were unified well.

borehole gas drainage；effective influence radius；numerical simulation

2014-12-10

河北省礦井災(zāi)害防治重點實驗室開放基金項目資助(編號：KJZH2013K08)；中央高校基本科研業(yè)務(wù)基金項目資助 (編號：3142014012)

韋善陽(1983-)，男，廣西河池人，博士，任職華北科技學(xué)院，主要從煤礦事災(zāi)害監(jiān)測預(yù)警技術(shù)及煤巖動力災(zāi)害研究。E-mail：weishanyang@126.com。

TE88

A

1004-4051(2015)08-0101-04