李瑞森
(陽泉市燕龕煤炭有限責任公司,山西 陽泉 045000)
·試驗研究·
采空區瓦斯抽采量對自燃氧化帶影響的模擬分析
李瑞森
(陽泉市燕龕煤炭有限責任公司,山西 陽泉 045000)
為研究5212綜放工作面采空區瓦斯抽采量對遺煤自燃的影響,基于計算流體力學相關理論,建立采空區二維數值模擬模型,采用COMSOL Multiphysics 5.0仿真軟件,對不同瓦斯抽采量下的采空區氧化帶寬度進行數值模擬計算。研究結果表明:氧化帶寬度與瓦斯抽采量成線性關系,現有的生產工藝參數易誘發采空區遺煤自燃,可通過適當加快回采速度和增加瓦斯抽采量來實現工作面的安全生產。
綜放采空區;瓦斯抽采量;氧化帶;數值模擬;回采速度
綜放工作面回采速度快,支撐壓力大,采空區遺留碎煤較多,工作面推進后,碎煤解析釋放出大量的游離態瓦斯;且放頂煤冒落空間大,采空區裂隙發育,漏風通道發達,在工作面通風壓力差的影響下,采空區內大量的游離態瓦斯經漏風通道逸散至工作面,造成上隅角瓦斯超限,嚴重威脅著工作面的安全生產[1-3]. 采空區瓦斯抽采是治理回采工作面瓦斯超限的有效技術,但抽采量過大,采空區漏風量也大,易誘導采空區自然發火;抽采量過小,又不能滿足瓦斯排放要求。
因此,本文以某礦5212綜放工作面為工程背景,開展采空區瓦斯抽采量對自燃氧化帶寬度影響的研究,優化抽采工藝,指導安全生產。
該礦核定年生產能力為1.8 Mt/a,可采煤層共5層,分別為3#、5#、6#、9#、13#煤層,現主要開采5#煤層,煤種以褐煤為主,具有Ⅱ級自燃傾向性,根據取樣進行理化分析,自然發火期20 d左右;煤層傾角平均19°,由南向北逐漸變薄,最大厚度11.35 m,最小厚度4.86 m,平均8.11 m. 煤層硬度f=2~3. 該礦5212工作面位于5#煤層的南翼,走向、傾斜長度分別為800 m、160 m,選用走向長壁后退式綜放技術進行采煤,設計最大推進速度為3 m/d,頂板穩定性較好,采用全部垮落法進行處理;工作面通風方式設計為常規的U形通風,風量為820 m3/min;煤層瓦斯壓力為0.28 MPa,滲透系數λ=0.085 02 m2/(MPa2·d),透氣性較差,瓦斯抽采難度較大,自工作面開切眼貫通以來,多次出現上隅角瓦斯超限問題,該礦組織技術人員進行多次論證,采用采空區埋管抽采的方式來降低工作面瓦斯濃度,抽采量選擇為75 m3/min.
采空區松散煤巖塊體之間的空隙多呈現不規則分布,氣體在空隙通道內的流動狀態也比較復雜,為了研究問題的方便,參考文獻[4,5],假設采空區內滲透率變化與時間無關,氣體運動狀態視為不可壓縮的二維層流運動,運移過程滿足Darcy定律,風流在采空區內流動的數學模型主要控制方程如下:
連續性方程:
(1)
動量守恒方程:
(2)
(3)
標準k-ε方程:
(4)
(5)
組分傳輸方程:
(6)
其中,
(7)
式中:
u、v—速度矢量在x、y方向上的分量,m/s;
ρ—采空區氣流密度,kg/m3;
μeff—氣體有效黏性系數,μeff=μ+μt,Pa·s;
μ—動力黏性系數,Pa·s;
μt—湍流黏性系數,μt=ρCμk2/ε,Pa·s;
n—采空區多孔介質孔隙率;
e—采空區滲透率;
p—流體微源上的有效壓力,Pa;
k—湍流動能,m2/s2;
ε—湍動能耗散率,m2/s3;
σk、σε—k-ε方程中的Prandtl數,分別取1.0、1.3;
Cε1、Cε2、Cμ—模型中的常系數,分別取1.44、1.92、0.09;
Gk—層流剪切力變化產生的湍動能,m2/s2;
r—單位體積浮煤耗氧速率,mol/(m3·s);
r0—煤耗氧速率待定系數,mol/(m3·h),取0.037;
D—采空區氧氣擴散系數,m2/s;
c—采空區內氧氣濃度,mol/m3;
c0—新鮮風流氧濃度,mol/m3,取9.375;
b0—實驗常數,℃-1,取0.023 5;
T—松散煤體的實際溫度,℃.
采空區滲透率受介質空隙及分布情況的影響,在本文中采用Blake-Kozeny經驗公式計算[6]:
(8)
式中:
Dp—多孔介質粒子直徑,m;
n—孔隙率。
采空區孔隙率變化與頂板冒落的碎脹特征有關,也受礦壓變化的影響,在此依據經驗計算公式對采空區孔隙率進行設定[7]:
(9)
結合5212綜放工作面開采設計尺寸,利用COMSOL Multiphysics 5.0模擬仿真軟件建立一個二維采空區幾何模型,主要由運輸順槽(進風巷)、回風順槽(回風巷)、工作面和采空區4部分構成,整個計算區間工作面寬7.5 m,進風巷長10 m、寬4.7 m,回風巷長10 m、寬3.8 m,瓦斯抽采口設置在回風側采空區內150 m處。
進風巷邊界條件設置為速度入口,根據工作面實際風量820 m3/min,實測進風巷斷面積為12.2 m2,工作面風速取1.12 m/s,入口風流溫度22.6 ℃,空氣密度1.19 kg/m3,氧氣、氮氣和瓦斯3種氣體所占的體積分數分別為20.15%、79%、0;氣體黏性系數取1.79×10-5kg/ms,擴散系數取2.91×10-5m3/s,湍流強度為2.8%,水力半徑為4.43 m;回風巷出口設置為自由出口。工作面和采空區的邊界設置為內部邊界,網格劃分設置為非均勻三角形,選用二階迎風格式對控制方程組進行離散化,氣體速度與壓力之間的耦合選用SIMPLE算法,利用UDF自定義函數編寫采空區滲透率及耗氧速率函數[8].
在上述數值模擬模型建立的基礎上,分別對不同瓦斯抽采量下的采空區氧濃度分布和“三帶”分布范圍進行數值模擬計算。其中,采空區氧化帶范圍的劃分借鑒文獻[9]中將氧濃度和風速相結合的方法:以漏風風速0.004 m/s為前氧化帶邊界,以8%的氧濃度為后邊界。未進行瓦斯抽采時的模擬結果見圖1.

圖1 采空區未抽采瓦斯時的氧濃度及“三帶”分布圖
由圖1a)可看出,在正常通風條件下,采空區整體氧濃度隨距工作面距離的增大而逐漸變??;采空區進風側由于漏風通道多,漏風強度大,氧氣濃度較高;在工作面進回風壓差作用下,自采空區中部至回風側的氧氣濃度分布范圍逐漸減小。從圖1b)可知,未抽采瓦斯時,采空區氧化帶最大寬度處的前后邊界分別距離切頂線30 m、88.5 m,氧化帶的最大寬度為58.5 m.
采空區不同瓦斯抽采量下的“三帶”分布規律見圖2.從圖2可以看出,隨著采空區瓦斯抽采量的不斷增加,采空區氧化帶的前邊界和后邊界均向采空區深部推進,且后邊界移動的速度要快于前邊界,導致氧化帶范圍呈現“拉伸擴大”狀態。
不同瓦斯抽采量下的氧化帶范圍具體數據見表1. 由表1中的數據可以看出,當通風量一定,采空區瓦斯抽采量為60 m3/min時,較與不抽采瓦斯時,氧化帶寬度明顯增加。對表1中的數據進行回歸分析,得到采空區氧化帶寬度隨瓦斯抽采量變化的趨勢見圖3,當瓦斯抽采量在70~150 m3/min時,隨著瓦斯抽采量的增加,采空區氧化帶的寬度近乎呈正比例線性增加,采空區自燃危險性也相應增加。因此,從預防采空區遺煤自燃的角度出發,在滿足工作面上隅角及回風流瓦斯不超限的前提下,應盡可能降低采空區瓦斯抽采量。
工作面采空區不發生自然發火的必要安全條件為:
(10)
式中:
L—自燃氧化帶寬度,m;
V—工作面推進速度,m/d;
t—采空區遺煤氧化時間,d;
t*—煤的最短發火期,d.
5212工作面煤層最短自然發火周期為20 d,設計最大推進速度為3 m/d,工作面月推進長度最大為60 m,根據圖3中的擬合公式,當瓦斯抽放量Q<31.3 m3/min時,采空區自燃氧化帶寬度L<60 m,此時才不易發生遺煤自燃。而5212工作面采空區實際抽采量75 m3/min,遠大于31.3 m3/min,超出了合理的瓦斯抽采量,在當前的回采進度下易誘發火災;同時,考慮到5#、6#煤層間的距離較近,若降低5212工作面采空區瓦斯抽采量,會使后期6#煤層回采因臨近層采空區瓦斯擴散而造成瓦斯超限。
工作面推進速度越慢,采空區自燃危險性越大,由公式(10)可得,當工作面推進速度V>L/t*時,可降低采空區發生遺煤自燃的概率。結合表1中的數據和公式(10),可得到工作面不同推進速度下的采空區極限瓦斯抽采濃度,見圖4. 從圖4可以看出,采空區瓦斯抽采量與工作面推進速度呈線性關系,工作面的推進速度越快,采空區極限瓦斯抽采量越大。

圖2 不同瓦斯抽采量下的采空區“三帶”分布圖

圖3 采空區氧化帶寬度與瓦斯抽采量之間的擬合關系圖

圖4 工作面推進速度和瓦斯極限抽放量關系圖
因此,可以通過優化采煤工藝、加強現場技術指導管理等手段,加快工作面回采速度,進而在不引起采空區自燃的前提下,提高瓦斯抽采量,從而達到了預防采空區遺煤自燃和瓦斯抽采治理的雙重目標。
1) 由于采空區環境的特殊性,無法實地考察不同瓦斯抽采量下的自然發火情況,而CFD數值模擬仿真技術的成熟應用,有效解決了該問題,且計算結果準確,耗時少,過程可重復。
2) 當5212工作面風量一定時,采空區自燃氧化帶寬度隨著瓦斯抽采量的增加而快速增加,且在現有的75 m3/min抽采量作用下,采空區漏風速度會加快,易誘發采空區遺煤自燃,埋下安全隱患。
3) 5212工作面采空區極限瓦斯抽采量與推進速度呈正相關,可通過加快推進速度和增加抽放采量等措施來保證工作面的安全性。
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SimulationAnalysisforInfluenceofGasExtractiononSpontaneousCombustionOxidationZoneinGoaf
LIRuisen
In order to study the influence of gas extraction on residual coal spontaneous combustion in the goaf of 5212 fully mechanized top coal caving face. The two dimensional numerical simulation model for goaf was established on the basis of the correlation principle of computational fluid dynamics with the use of COMSOL Multiphysics 5 simulation software, the width of oxidation zone in goaf under different gas extraction was simulated. The results show that the width of oxidation zone is linearly related to gas extraction, and the existing production under the current parameters can induce spontaneous combustion of residual coal in goaf. The safe production of the working face can be achieved by appropriately increasing the speed of extraction and increasing the amount of gas extraction.
Goaf in fully mechanized caving face; Gas extraction volume; Oxidized zone; Numerical simulation; Mining speed
2017-08-11
李瑞森(1991—),男,山西陽泉人,2013年畢業于陽泉職業技術學院,助理工程師,主要從事煤礦一通三防技術管理工作
(E-mail)2144211469@qq.com
TD712+.6
B
1672-0652(2017)11-0052-05