崔傳發(fā)
(鄭州信息科技職業(yè)學院 建筑工程學院,河南 鄭州 450000)
采空區(qū)漏風是工作面安全回采的重要隱患之一[1]。采空區(qū)漏風不僅會導致工作面有效風量降低、上隅角瓦斯?jié)舛仍黾?、溫度上升,同時也是引發(fā)采空區(qū)煤自燃的必要條件,嚴重危及井下作業(yè)人員的生命安全[2-3]。設置擋風簾具有成本低、易操作等特點,成為最常見的防治采空區(qū)漏風的方法。王小龍[4]、邢紀偉等[5]針對上隅角瓦斯超限問題,提出通過設置擋風簾來減小工作面漏風,從而降低上隅角瓦斯?jié)舛取j悂喼襕6]通過現(xiàn)場實測吊掛擋風簾前后的工作面風量和瓦斯體積分數(shù),發(fā)現(xiàn)掛簾后二者降幅分別為88.5%,76.2%。王云龍等[7]利用有限元法對采空區(qū)進行數(shù)值模擬,得出設置擋風簾可減小采空區(qū)自燃危險區(qū)域的寬度。高建良等[8]研究了擋風簾長度對采空區(qū)瓦斯和自燃“三帶”分布的影響,結(jié)果表明,隨著擋風簾長度增加,采空區(qū)瓦斯?jié)舛仍黾樱煽諈^(qū)進風側(cè)自燃氧化帶逐漸向工作面移動,采空區(qū)中部自燃氧化帶的寬度明顯減小。張學博等[9]研究發(fā)現(xiàn)擋風簾可使“U+L”型通風工作面采空區(qū)瓦斯?jié)舛壬仙?,采煤機附近瓦斯?jié)舛冉档汀?/p>
白龍山煤礦10201工作面漏風嚴重且上隅角瓦斯?jié)舛绕?,本文以該工作面為研究背景,利用Fluent軟件模擬不同擋風簾長度下采空區(qū)流場,分析擋風簾長度對工作面漏風、工作面瓦斯?jié)舛?、采空區(qū)瓦斯分布及自燃氧化帶范圍的影響規(guī)律,從而確定工作面合理擋風簾長度,并對掛簾前后工作面風量及上隅角瓦斯和一氧化碳濃度進行現(xiàn)場考察。
模型中流體視為不可壓縮流體;采空區(qū)視為各向同性的多孔介質(zhì);采空區(qū)氣體流動符合達西定律,擴散運動遵循菲克定律;忽視采空區(qū)溫度和非定常因素對流場的影響。
(1)質(zhì)量守恒方程。當不考慮流體密度的變化時,多孔介質(zhì)滲流場質(zhì)量守恒方程為
(1)
式中:ρ為采空區(qū)氣體密度,kg/m3;vi為i(i=x,y,z)方向滲流場達西速度分量,m/s;Sm為質(zhì)量源項,kg/(m3·s)。
(2)動量守恒方程。定常流動動量守恒方程在一個慣性參考系(沒有加速度)內(nèi)可表示為
(2)
式中:μ為流體的動力黏度,N·s/m2;p為采空區(qū)內(nèi)靜壓力,Pa;Si為i方向動量源項,N/m3。
(3)組分輸運方程。對于定常流場,采空區(qū)氣體組分輸運方程為
(3)
式中:ωj為組分j的質(zhì)量分數(shù);Dj為組分j的擴散系數(shù),m2/s;Fj為組分j的生產(chǎn)率,1/s。
在Fluent中,使用以經(jīng)驗假設為主的流動阻力即動量源項來表征多孔介質(zhì)屬性,對于各向同性多孔介質(zhì),動量源項包括黏性損失項(式(4)中等號右邊第一項)和慣性損失項(式(4)中等號右邊第二項)。
(4)
(5)
(6)
式中:α為滲透性系數(shù),m2;C為慣性阻力系數(shù),1/m;v為滲流場達西速度,m/s;dp為介質(zhì)調(diào)和平均粒徑,m;n為孔隙率。
在數(shù)值模擬中忽略工作面的采煤機、刮板輸送機等設備,對工作面、采空區(qū)進行以下簡化:忽略礦井周期來壓等特殊情況,只考慮通風、高抽巷抽采及擋風簾對采空區(qū)漏風規(guī)律及自燃“三帶”的影響;在不影響工程精度及基本規(guī)律的前提下,為了建模方便,將采空區(qū)簡化為梯臺體,將進風巷、回風巷、高抽巷空間視為長方體;將液壓支架視為只有慣性損失項的多孔介質(zhì);假設已進入采空區(qū)部分的高抽巷未發(fā)生坍塌;認為設置擋風簾后,擋風簾部分不存在漏風。
白龍山煤礦10201工作面開采的C7+8號煤層屬于高瓦斯自燃煤層,工作面內(nèi)煤層平均有益厚度為4.65 m,夾矸平均厚度為0.57 m,煤層厚度穩(wěn)定,可采性指數(shù)為1。工作面傾向平均長219.2 m,設計風量1 200 m3/min,在回風巷上方25 m內(nèi)錯30 m位置施工有3 m×3 m高抽巷用于工作面卸壓瓦斯治理,結(jié)合埋管抽采治理上隅角瓦斯,高抽巷抽采流量為48 m3/min,埋管抽采流量為36 m3/min。根據(jù)采煤工作面實際情況,利用SCDM軟件建立回采工作面采空區(qū)物理模型,參數(shù)見表1,并利用ICEM對模型進行結(jié)構(gòu)化網(wǎng)格劃分,如圖1所示。
表1 模型參數(shù)
圖1 采空區(qū)物理模型及網(wǎng)格劃分
(1)邊界類型設置。進風巷入口邊界條件為速度入口,風速設為1.33 m/s;回風巷、高抽巷和埋管抽采出口邊界條件為自由出口;工作面與采空區(qū)交界面分為2個部分,設置擋風簾部分為固壁邊界,未設置擋風簾部分為內(nèi)部邊界;其余邊界設為默認固壁邊界。
(2)多孔介質(zhì)參數(shù)設置。根據(jù)采空區(qū)“O”形圈理論[10],可近似擬合出采空區(qū)垮落碎脹系數(shù)[11]:
KP=KP,min+(KP,max-KP,min)×
exp(-a1l1(1-exp(-ξ1)a0l0))
(7)
式中:KP,min為壓實后的垮落碎脹系數(shù),取1.15;KP,max為初始垮落碎脹系數(shù),取1.5;a0,a1分別為距離固壁和工作面的衰減率,分別取0.268,0.036 8;l0,l1分別為采空區(qū)任意點距固壁和工作面邊界的距離,m;ξ1為控制“O”形圈模型分布形態(tài)的調(diào)整數(shù)(應小于1),取0.233。
采空區(qū)孔隙率為
(8)
(3)源項設置。工作面瓦斯源項主要包括工作面瓦斯涌出和采空區(qū)遺煤瓦斯涌出,分別為14.7,24.9 m3/min。假設工作面和采空區(qū)瓦斯為均勻涌出,采空區(qū)3 m以上巖層無瓦斯涌出和氧氣消耗,瓦斯密度取0.716 7 kg/m3,則工作面瓦斯質(zhì)量源項為3.326×10-5kg/(m3·s),采空區(qū)瓦斯質(zhì)量源項為2.048×10-6kg/(m3·s)。
在不考慮溫度變化時,氧氣源項即遺煤耗氧速率。
ε=-ρO2λ(c-c0)
(9)
式中:ε為遺煤耗氧速率,kg/(m3·s);ρO2為氧氣密度,取1.429 kg/m3;λ為與溫度和煤樣有關的實驗常數(shù),取7.436×10-6s-1;c為氧氣體積分數(shù);c0為遺煤氧化所需最低氧氣體積分數(shù),取2%。
擋風簾長度對工作面風量的影響如圖2所示,其中ΔQ為漏風量,“+”代表漏入工作面,“-”代表漏出工作面??煽闯鲈诠ぷ髅婢噙M風巷0~170 m范圍內(nèi)工作面風量逐漸減小,在170 m至工作面回風口范圍內(nèi),采空區(qū)向工作面涌出瓦斯風流,工作面風量逐漸增大;在工作面距進風巷0~80 m范圍內(nèi),工作面風量隨擋風簾長度增加而逐漸增加;在工作面距進風巷80 m之后,擋風簾長度對工作面風量的影響較??;在工作面距進風巷170 m處工作面風量最小,不同擋風簾長度下最大漏風量均為125 m3/min,進回風巷風量均相差83 m3/min。
圖2 不同擋風簾長度下工作面風量變化曲線
擋風簾長度對工作面瓦斯?jié)舛鹊挠绊懭鐖D3所示??煽闯龉ぷ髅孢M風側(cè)設置擋風簾可有效降低工作面瓦斯?jié)舛龋辉诠ぷ髅婢噙M風巷0~190 m范圍內(nèi),隨著擋風簾長度增加,工作面瓦斯?jié)舛戎饾u下降;在工作面距進風巷190~220 m范圍內(nèi),是否設置擋風簾對該區(qū)域瓦斯?jié)舛扔绊戄^大,而擋風簾長度對瓦斯?jié)舛扔绊戄^??;當擋風簾長度為0即不設置擋風簾時,工作面上隅角最大瓦斯體積分數(shù)為0.42%,設置5 m擋風簾后上隅角最大瓦斯體積分數(shù)降至0.37%,降幅達12%左右,當擋風簾長度增加至10,15,20 m時,擋風簾長度對上隅角最大瓦斯?jié)舛扔绊懖淮蟆?/p>
圖3 不同擋風簾長度下工作面瓦斯?jié)舛茸兓€
不同擋風簾長度下采空區(qū)瓦斯分布云圖如圖4所示。從走向上來看,采空區(qū)瓦斯?jié)舛日w上隨采空區(qū)深度增加逐漸上升,由于高抽巷和上隅角埋管的抽采作用,在采空區(qū)回風側(cè)存在一個瓦斯聚集區(qū),瓦斯體積分數(shù)達30%左右;從傾向上來看,采空區(qū)回風側(cè)瓦斯?jié)舛日w上大于采空區(qū)進風側(cè);擋風簾長度對采空區(qū)瓦斯分布規(guī)律的影響較小。
(a)擋風簾長度0 m
不同擋風簾長度下采空區(qū)進風側(cè)和回風側(cè)瓦斯?jié)舛茸兓€如圖5所示。由采空區(qū)進風側(cè)瓦斯?jié)舛茸兓€可看出,在采空區(qū)深度為0~140 m范圍內(nèi),采空區(qū)進風側(cè)瓦斯?jié)舛入S擋風簾長度增加逐漸升高,這是由于擋風簾可有效降低進風側(cè)漏風量,漏風量越小對采空區(qū)瓦斯的稀釋作用就越弱;在采空區(qū)深度為140~220 m范圍內(nèi),采空區(qū)進風側(cè)瓦斯?jié)舛入S擋風簾長度增加呈先升高后降低的趨勢,當擋風簾長度為10 m時,該區(qū)域瓦斯體積分數(shù)最高可達23%左右。由采空區(qū)回風側(cè)瓦斯?jié)舛茸兓€可看出,在采空區(qū)深度為0~10 m范圍內(nèi),采空區(qū)回風側(cè)瓦斯?jié)舛纫蛏嫌缃锹窆艹椴勺饔枚焖俳档?,受擋風簾長度影響較??;在采空區(qū)深度為10~130 m范圍內(nèi),擋風簾長度為0時,采空區(qū)回風側(cè)瓦斯?jié)舛茸罡?,而當擋風簾長度分別為5,10,15,20 m時,采空區(qū)回風側(cè)瓦斯?jié)舛入S擋風簾長度增加呈先升高后降低的趨勢,擋風簾長度為20 m時,采空區(qū)回風側(cè)瓦斯?jié)舛茸钚?;在采空區(qū)深度為130~170 m范圍內(nèi),采空區(qū)回風側(cè)瓦斯?jié)舛扰c擋風簾長度并無明顯關系;在采空區(qū)深度為170~220 m范圍內(nèi),采空區(qū)回風側(cè)瓦斯?jié)舛入S擋風簾長度增加呈先升高后降低的趨勢,當擋風簾長度為10 m時采空區(qū)回風側(cè)瓦斯?jié)舛茸畲螅敁躏L簾長度為0時采空區(qū)回風側(cè)瓦斯?jié)舛茸钚 ?/p>
圖5 不同擋風簾長度下采空區(qū)兩側(cè)瓦斯?jié)舛茸兓€
采空區(qū)自燃“三帶”劃分指標有采空區(qū)內(nèi)部漏風風速、氧氣體積分數(shù)和測點升溫特征3種,其中氧氣體積分數(shù)指標因其數(shù)據(jù)準確、可操作性強、代價低等優(yōu)點而被廣泛使用,因此本文選擇氧氣體積分數(shù)指標來劃分采空區(qū)自燃“三帶”,即氧氣體積分數(shù)大于18%為散熱帶,氧氣體積分數(shù)在10%~18%之間為氧化帶,氧氣體積分低于10%為窒息帶[12-13]。
不同擋風簾長度下采空區(qū)氧氣分布云圖如圖6所示。可看出采空區(qū)自燃氧化帶即氧氣體積分數(shù)為10%~18%區(qū)域呈條帶狀;采空區(qū)進風側(cè)和回風側(cè)自燃氧化帶向采空區(qū)深部凸起,且采空區(qū)回風側(cè)自燃氧化帶寬度大于進風側(cè)。
(a)擋風簾長度0 m
不同擋風簾長度下采空區(qū)進風側(cè)和回風側(cè)氧氣濃度變化曲線如圖7所示。根據(jù)氧氣體積分數(shù)指標,可劃分出不同擋風簾長度下采空區(qū)進風側(cè)和回風側(cè)自燃氧化帶范圍,見表2。
圖7 不同擋風簾長度下采空區(qū)兩側(cè)氧氣濃度變化曲線
表2 不同擋風簾長度下采空區(qū)自燃氧化帶劃分
從表2可看出,采空區(qū)回風側(cè)自燃氧化帶寬度整體大于采空區(qū)進風側(cè),這是由于高抽巷和上隅角埋管抽采的擾動效應使得采空區(qū)回風側(cè)漏風流局部加速,自燃氧化帶寬度有所增加;采空區(qū)回風側(cè)進入自燃氧化帶的時間較采空區(qū)進風側(cè)早;在進風側(cè)設置擋風簾使得采空區(qū)進風側(cè)自燃氧化帶寬度變大,而采空區(qū)回風側(cè)自燃氧化帶寬度減?。划敁躏L簾長度分別為5,10,15,20 m時,采空區(qū)進回風側(cè)自燃氧化帶寬度隨擋風簾長度增加呈先增大后減小的趨勢,且均在擋風簾長度為15 m時自燃氧化帶寬度最大;隨著擋風簾長度增加,采空區(qū)進風側(cè)自燃氧化帶逐漸向工作面靠近,即進入自燃氧化帶時間變早,而擋風簾長度對采空區(qū)回風側(cè)自燃氧化帶的影響主要體現(xiàn)在進入自燃氧化帶的位置,但并無明顯規(guī)律。
根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果發(fā)現(xiàn),擋風簾對工作面風量和瓦斯?jié)舛扔绊戄^大,對采空區(qū)瓦斯?jié)舛群妥匀佳趸瘞У挠绊戄^小。考慮到擋風簾越長則實施難度越大,在保證有效降低上隅角瓦斯?jié)舛鹊那疤嵯?,盡量減小擋風簾長度,確定在白龍山煤礦10201工作面進風側(cè)布置5 m擋風簾,略大于進風巷寬度,如圖8所示。
圖8 白龍山煤礦10201工作面擋風簾布置
為驗證白龍山煤礦10201工作面進風側(cè)擋風簾的應用效果,在擋風簾布置前后,對工作面進行風量測定和上隅角瓦斯及一氧化碳濃度監(jiān)測。
風量測定共布置10個測點,測定結(jié)果如圖9所示??煽闯鲈诓贾? m擋風簾后,工作面距進風巷0~86 m范圍內(nèi)風量有明顯增加,工作面距進風巷約5 m處風量增加60 m3/min;在工作面距進風巷86 m之后風量變化不大;在工作面距進風巷167 m處工作面風量最小。
圖9 掛簾前后風量對比
從2018年10月5日至11月4日,對工作面上隅角瓦斯及一氧化碳濃度進行為期30 d的監(jiān)測,監(jiān)測值均取早中晚三班最大值,結(jié)果如圖10所示??煽闯鲈谠O置擋風簾前,瓦斯體積分數(shù)平均值為0.602%,一氧化碳體積分數(shù)平均值為2.46%;于2018年10月15日布置擋風簾后,瓦斯體積分數(shù)平均值為0.521%,降幅達13.5%,一氧化碳體積分數(shù)平均值為2.26%,降幅為8.1%。
圖10 上隅角瓦斯和一氧化碳體積分數(shù)變化曲線
(1)在工作面距進風巷0~80 m范圍內(nèi),工作面風量隨擋風簾長度增加而逐漸增加,而在工作面距進風巷80 m之后,擋風簾長度對工作面風量的影響較??;當不設置擋風簾時,工作面上隅角最大瓦斯體積分數(shù)為0.42%,而設置5 m擋風簾后上隅角最大瓦斯體積分數(shù)降至0.37%,降幅達12%左右,當擋風簾長度增加至10,15,20 m時,擋風簾長度對上隅角最大瓦斯?jié)舛扔绊懖淮蟆?/p>
(2)擋風簾可降低采空區(qū)回風側(cè)淺部和中部(采空區(qū)深度小于130 m)的瓦斯?jié)舛?,進而減小采空區(qū)瓦斯向工作面涌出,而對于采空區(qū)進風側(cè)和回風側(cè)深部(采空區(qū)深度大于170 m)區(qū)域,擋風簾會使瓦斯?jié)舛壬仙?/p>
(3)在進風側(cè)設置擋風簾會使采空區(qū)進風側(cè)自燃氧化帶寬度變大,而采空區(qū)回風側(cè)自燃氧化帶寬度減?。浑S著擋風簾長度增加,采空區(qū)進風側(cè)自燃氧化帶逐漸向工作面靠近,即進入自燃氧化帶時間變早,而擋風簾長度對采空區(qū)回風側(cè)自燃氧化帶的影響主要體現(xiàn)在進入自燃氧化帶的位置,但并無明顯規(guī)律。
(4)在白龍山煤礦10201工作面進風側(cè)布置5 m擋風簾,增加了工作面有效風量,瓦斯體積分數(shù)平均值為0.521%,降幅達13.5%,一氧化碳體積分數(shù)平均值為2.26%,降幅為8.1%,降低了上隅角瓦斯超限和采空區(qū)自然發(fā)火的危險性。