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并列雙U型通風方式采空區瓦斯貯藏與運移規律研究

2016-11-15 05:09:32劉彥青
中國礦業 2016年10期

李 偉,劉彥青,張 浪,桑 聰,王 恩

(1.煤炭科學技術研究院有限公司安全分院,北京 100013;2.煤炭科學研究總院煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室,北京 100013)

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采選技術

并列雙U型通風方式采空區瓦斯貯藏與運移規律研究

李偉1,2,劉彥青1,2,張浪1,2,桑聰1,2,王恩1,2

(1.煤炭科學技術研究院有限公司安全分院,北京 100013;2.煤炭科學研究總院煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室,北京 100013)

為了揭示并列雙U型通風工作面采空區瓦斯涌出規律并提出有效的瓦斯治理措施,以陽煤集團新景煤礦92116工作面為研究對象,綜合考慮了工作面推進速度、進風巷風量、采空區遺煤厚度、回采區域煤可解吸瓦斯量、回采工作面煤壁瓦斯初始涌出速率等實測參數,建立了基于移動坐標系下的采空區瓦斯涌出數學物理模型,數值模擬結果與實測結果之間誤差小于15%。結果表明:采空區首個橫川巷道瓦斯濃度、回風巷瓦斯濃度、上隅角瓦斯濃度隨工作面推進速度增大以朗格繆爾函數形式增長,隨進風巷風量增大以指數函數形式減小。針對存在的采空區首個橫川瓦斯超限難題,定量分析了采空區第二個橫川埋管抽采瓦斯措施的治理效果。

工作面推進速度;進風巷風量;橫川巷道;瓦斯濃度;埋管抽采措施

隨著工作面日產煤量增大,傳統的U型通風系統無法滿足回風巷瓦斯濃度與上隅角瓦斯濃度不超限的安全要求,并列雙U型通風系統可以有效地解決回風巷瓦斯濃度與上隅角瓦斯濃度超限難題,位于山西的一部分高瓦斯高產量礦井中得到應用,由于采空區橫川的存在使得采空區漏風量增大,采空區瓦斯涌出量增大,出現了采空區橫川巷道內瓦斯濃度超限新難題。

本文以陽煤集團新景煤礦92116工作面并列雙U通風系統為研究對象,采用數值模擬與現場實測相結合的方法進行研究,在總結前人研究成果的基礎上[1-7],結合現場實測數據,建立了更加完善的采空區瓦斯涌出準確預測數學物理計算模型,對工作面推進速度與工作面進風量這兩個重要因素進行定量分析,對采空區橫川巷道內瓦斯濃度超限治理措施進行模擬驗證。

1 數學物理模型建立

1.1幾何模型建立

以陽煤集團新景煤礦92116工作面為研究對象,見圖1,不影響采空區及回采巷道風流場的前提下建立了與現場相同尺寸的幾何模型,見圖2,該工作面采用“兩進兩回”雙U通風系統,回采工作面長180m,平均煤厚2.84m,進風巷、橫川巷道、回風巷寬4.5m、高2.5m,配風巷寬4m、高2.5m。

1.2數學模型建立

為了研究工作面推進速度對采空區瓦斯涌出的影響,引入移動坐標系,利用UDF用戶自定義函數接口對控制方程中的瞬態項進行了改造。采場巷道內空氣流動過程中的質量傳遞、動量傳遞能量傳遞用N-S方程組求解,方程組見式(1)。采空區為多孔介質模型,采空區不同區域的氣流雷諾數存在明顯差異,重新壓實區內風流滿足達西定律,自由堆積區內風流滿足冪定律[8],方程組見式(2)。

圖1 新景煤礦912116工作面通風系統示意圖

圖2 新景煤礦922116工作面幾何模型圖

(1)

(2)

1.3物理模型參數設置

利用UDF用戶自定義函數接口對采空區滲透率、空隙率分布及采空區遺煤瓦斯放散速率進行了設置。

1.3.1采空區滲透率模型選取

采空區空隙率與滲透率符合“O”形圈分布規律[9],采用空間連續性函數表示[10],空隙率與滲透率之間的關系滿足Blake-Kozeny方程,空隙率與滲透率分布函數見式(3)、式(4)。

(3)

(4)

式中:n(x,y,z)為空隙率,1;L為回采工作面長度,m;k(x,y,z)為滲透率,m2;DP為采空區垮落巖塊平均粒度,mm。

1.3.2采空區遺煤瓦斯放散速率設置

采空區遺煤瓦斯放散的本質為一定粒度煤體條件下,煤體內部與外界存在瓦斯壓力梯度,瓦斯由煤體內部向外界運移擴散的過程,采空區遺煤瓦斯放散速率公式采用負指數形式。

采空區遺煤形成初始時刻,遺煤距工作面巷道較近且未被壓實,周圍空氣流動通道十分暢通,與自由巷道空間內煤壁瓦斯涌出情況較為接近,可用回采工作面煤壁瓦斯初始涌出速率實測值近似代替采空區遺煤瓦斯涌出初始速率。隨著工作面不斷向前推進,遺煤逐漸被壓實,周圍空氣流動狀態由紊流過渡到層流,與自由巷道空間內煤壁瓦斯涌出情況差異較大。

采空區遺煤來源于工作面回采區域煤層,利用采空區遺煤厚度與回采工作面煤體可解吸瓦斯量實測值可求得采空區單位面積區域遺煤可解吸瓦斯量。采空區遺煤可解吸瓦斯量為采空區遺煤在較長一段時間內的累計瓦斯放散量,計算公式見式(5),采用迭代法求解式(5)得到采空區遺煤瓦斯涌出衰減系數。

(5)

式中:Q為單位體積回采工作面煤體可解吸瓦斯量,實測值,m3/m3;Q(T)為單位面積采空區的遺煤可解吸瓦斯量,m3/m2;h為采空區遺煤厚度,由平均煤厚與工作面回采率計算得到,m;T為解析時間,取288000min(即200d);a為采空區遺煤瓦斯涌出初始速率,用回采工作面煤壁瓦斯初始涌出速率代替,實測值,m3/(m2·min);b為采空區遺煤瓦斯涌出衰減系數,min-1。

采空區不同深度位置遺煤瓦斯涌出速率不同,可用式(6)表示。

(6)

式中:y為采空區遺煤位置距工作面的距離,m;Vx為工作面平均推進速度,m/min。

2 數值模擬與現場實測結果對比分析

以新景煤礦92116工作面實際測試參數為模擬參數,見表1。采空區壓力場及瓦斯濃度場模擬結果見圖3,橫川巷道處壓力最低,上隅角附近采空區瓦斯濃度極低。

表1 新景煤礦92116工作面實測參數值匯總

圖3 92116工作面壓力場及瓦斯濃度場分布

工作面瓦斯涌出實測結果與數值模擬結果見表2。由于沒有考慮工作面煤壁瓦斯涌出源,回風巷瓦斯濃度與上隅角瓦斯濃度計算結果值明顯小于實測結果值,誤差范圍在20%以內,滿足工程預測需求,本文數學物理模型可用于預測92116工作面瓦斯涌出情況。

3 數值模擬結果分析

3.1工作面風量對采空區瓦斯涌出的影響

以92116工作面實測參數為模擬參數,只改變進風巷風量與工作面推進速度,研究進風巷風量對采空區瓦斯涌出的影響。

由圖4可得:①當進風巷風量較小時,采空區漏風減少且采空區漏風流影響區域范圍縮小,返回橫川巷道的采空區漏風減少且攜帶出的瓦斯量減小,造成橫川巷道附近采空區區域瓦斯濃度相對較低;②當進風巷風量較大時,采空區漏風大且漏風流影響區域范圍大,大部分采空區攜瓦斯漏風流返回到橫川巷道,造成橫川巷道附近采空區區域瓦斯聚集。

表2 新景煤礦92116工作面瓦斯涌出實測結果與模擬結果

圖4 工作面進風巷風量對瓦斯濃度場的影響

由圖5、圖6、圖7可得如下結論。

1)工作面推進速度一定條件下,回風巷瓦斯濃度、橫川瓦斯濃度、上隅角瓦斯濃度均隨進風巷風量增大而減小,回風巷瓦斯濃度隨進風巷風量增大而減小的幅度隨進風巷風量增大而逐漸增大,橫川瓦斯濃度、上隅角瓦斯濃度隨進風巷風量增大而減小的幅度隨進風巷風量增大而逐漸減小。

2)增大進風巷風量可有效地降低回風巷瓦斯濃度、橫川瓦斯濃度、上隅角瓦斯濃度。

圖5 進風巷風量對回風巷平均瓦斯濃度的影響

圖6 進風巷風量對橫川瓦斯濃度的影響

圖7 進風巷風量對上隅角瓦斯濃度的影響

以進風巷風量為自變量,分別對上隅角瓦斯濃度、回風巷瓦斯濃度、橫川巷道瓦斯濃度進行非線性擬合,擬合公式見式(7),擬合參數及精度見表3、表4、表5。

(7)

式中:CCH4為瓦斯濃度,%;Q為進風巷風量,m3/min;a、b、c為擬合公式系數。

表3 不同工作面推進速度下回風巷瓦斯濃度擬合公式的擬合系數及精度匯總

3.2工作面推進速度對采空區瓦斯涌出的影響

以92116工作面實測參數為模擬參數,只改變工作面推進速度與進風巷風量,研究工作面推進速度對采空區瓦斯涌出的影響。由圖8可得:當工作面推進速度較小時,采空區滲透率水平三帶演化緩慢,新冒落的遺煤進入重新壓實區耗時長,遺煤放散瓦斯量小于漏風攜出瓦斯量,造成采空區一定深度范圍內瓦斯難易集聚。

表4不同工作面推進速度下橫川瓦斯濃度擬合公式的擬合系數及精度匯總

表5 不同工作面推進速度下上隅角瓦斯濃度擬合公式的擬合系數及精度匯總

圖8 工作面推進度對瓦斯濃度場的影響

由圖9、圖10、圖11可得如下結論。

1)進風巷風量一定條件下,回風巷瓦斯濃度、橫川瓦斯濃度、上隅角瓦斯濃度均隨工作面推進速度增大而增大,增大幅度隨工作面推進速度增大而逐漸減小。

2)保證適當大小的工作面推進速度可有效地控制回風巷瓦斯濃度、橫川瓦斯濃度、上隅角瓦斯濃度不超限。

圖9 工作面推進速度對回風巷平均瓦斯濃度的影響

圖10 工作面推進速度對橫川巷道瓦斯濃度的影響

圖11 工作面推進速度對上隅角瓦斯濃度的影響

以工作面推進速度為自變量,分別對上隅角瓦斯濃度、回風巷瓦斯濃度、橫川巷道瓦斯濃度進行非線性擬合,擬合公式見式(8),擬合公式為朗格繆爾函數形式,擬合系數及精度見表6、表7、表8。

(8)

式中:CCH4為瓦斯濃度,%;Vx為工作面推進速度,m/d;a、b、c為擬合參數.

表6 不同進風巷風量下回風巷瓦斯濃度擬合公式的擬合系數及精度匯總

4 橫川巷道瓦斯超限治理措施研究及驗證

針對橫川巷道瓦斯濃度超限問題,對采空區埋管抽采瓦斯措施的治理效果進行研究。采空區埋管位置位于采空區后方第二個后橫川巷道處。

以92116工作面實測參數為模擬參數,在實際進風巷風量條件下,利用數值模擬研究橫川處埋管抽采采空區瓦斯措施的效果,見圖12,采空區壓力最低點轉移到第二個后橫川巷道處,采空區瓦斯向抽采位置集聚,有效降低了采空區瓦斯向后橫川巷道涌出。

表7 不同進風巷風量下橫川瓦斯濃度擬合公式的擬合系數及精度匯總

表8 不同進風巷風量下上隅角瓦斯濃度擬合公式的擬合系數及精度匯總

圖12 工作面推進速度為6.25m/d時埋管抽采后采空區

由圖13可得,埋管抽采措施可大幅度地降低后橫川巷道瓦斯濃度,降低幅度在50%~60%,當工作面推進速度為6m/d時橫川瓦斯濃度可降低到1%以下。

圖13 采取埋管措施前后橫川巷道瓦斯濃度對比

5 結 論

以陽煤集團新景煤礦92116工作面為工程背景,綜合考慮了工作面推進速度、進風巷風量、采空區遺煤厚度、回采區域煤可解吸瓦斯量、回采工作面煤壁瓦斯初始涌出速率等實測參數,建立了完善的并列雙U型通風工作面采空區瓦斯涌出數學物理計算模型。

1)數值模擬結果與實測結果誤差小于15%,說明本文建立的數值模擬模型可用于預測該工作面的采空區的瓦斯涌出規律。

2)由數值模擬結果可知工作面配風量越大,采空區通風橫川附近采空區區域瓦斯聚集情況越嚴重,而上隅角附近采空區區域瓦斯濃度很低,論證了采空區通風橫川有利于降低上隅角瓦斯濃度。

3)橫川巷道瓦斯濃度、回風巷瓦斯濃度、上隅角瓦斯濃度隨工作面推進速度增大以朗格繆爾函數形式增長;橫川巷道瓦斯濃度、回風巷瓦斯濃度、上隅角瓦斯濃度隨工作面進風巷風量增大以指數函數形式減??;

4)利用數值模擬驗證了采空區后方第二個橫川處埋管抽采采空區瓦斯措施可將采空區通風橫川巷道內的瓦斯濃度由2.7%降至1%以下,滿足《煤礦安全規程》要求。

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[2]王飛,郝亞兵,王星,等.并列雙U型通風方式風量配比研究[J].煤炭工程,2015,47(2):61-63.

[3]苗惠東.并列雙U型通風方式在高瓦斯礦井綜采工作面瓦斯治理中的應用[J].中國煤炭,2011,37(8):97-100.

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[5]吳玉國,鄔劍明,王俊峰,等.雙U型通風系統綜放開采采空區瓦斯分布規律[J].煤炭學報,2011,36(10):1704-1708.

[6]張棟,孫慧.“雙U”型通風系統在中厚煤層高瓦斯礦井瓦斯治理中的應用[J].煤炭工程,2013(12):48-50.

[7]張浪,范喜生,蔡昌宣,等.U型通風上隅角瓦斯濃度超限治理理論與模擬[J].煤炭科學技術,2013,41(8):129-132.

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Study on law of gas storage and transport in gob with parallel double U-shape ventilation

LI Wei1,2,LIU Yan-qing1,2,ZHANG Lang1,2,SANG Cong1,2,WANG En1,2

(1.Institute of Coal Safety and Technology,China Coal Research Institute,Beijing 100013,China;2.State Key Laboratory of Coal Efficient Mining and Clean Utilization,China Coal Research Institute,Beijing 10013,China)

In order to reveal laws of gas storage and transport in gob with parallel double U-shape ventilation and put forward effective gas control measures,Taken coal face of NO.92116 in Xinjing Coal Mine of Yang Coal Group as the research object.Considering the coal face advancing speed,air quantity of intake airflow roadway,thickness of left mine in gob,the gas amount of mine in coal mining area,initial gas emission rate of working face of coal wall and other measured parameters,the perfect mathematical physics model of gas emission in gob was Established.The variance of results of numerical simulation and measured results was less than 15%.The simulation results show that gas concentration in the first link roadway in gob,gas concentration in return-air roadway,gas concentration in upper corner increased with working face advancing speed growth in the form of Langmuir function,with air quantity of intake air-flow roadway growth decreased in exponential form.according to this problem of gas overrunning in the first link roadway in gob,governance effect of extraction-gas measures in the scend link roadway in gob was analyzed quantitatively.

the coal face;advancing speed;air quantity of intake air flow roadway;the link roadway in gob;gas concentration;extraction-gas measures in gob

2016-03-17

山西省煤層氣聯合基金資助(編號:2013012007)

李偉(1983-),男,黑龍江木蘭人,助理研究員,從事礦井通風與煤礦安全的科學研究工作。E-mail:liwei7792@163.com

劉彥青(1989-),山西忻州人,漢族,碩士,工程師,主要從事礦井通風與空調、瓦斯災害治理、粉塵防治等方面的研究。E-mail:lyqing0906@163.com。

TD712

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1004-4051(2016)10-0101-06

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