安 鑫
(西山煤電集團 官地礦,山西 太原 030022)
煤礦安全生產受采空區(qū)浮煤自燃災害的威脅越來越大[1]. 隨著切頂成巷無煤柱開采技術的應用,工作面通風系統由“U”型變?yōu)椤癥”型,雖有效解決了工作面上隅角瓦斯問題,但采空區(qū)漏風量增大,漏風范圍變廣,增加了采空區(qū)浮煤自燃的危險性[2].
隨著技術的發(fā)展,采空區(qū)流-固-熱耦合研究大多采用數值模擬技術進行研究[3]. 基于采空區(qū)“O”型圈理論,李宗翔等[4]開發(fā)了基于有限元方法求解的G3程序,并對采空區(qū)瓦斯涌出規(guī)律、遺煤自燃分布特征、注氮防滅火等做了分析。文虎等[5]求解了各條件下采空區(qū)自燃帶的分布特征,定量分析了影響沿空留巷采空區(qū)內氧化帶范圍的關鍵參數。何磊等[6]采用數值模擬方法模擬研究了“Y”型通風采空區(qū)流場和瓦斯運移規(guī)律,并對比分析了“U”型和“Y”型通風條件下采空區(qū)流場和瓦斯運移特征。劉偉等[7]建立了多場耦合的采空區(qū)自然發(fā)火模型,對比研究了“U”型與“Y”型通風對采空區(qū)自然發(fā)火的影響。
以某礦62711切頂成巷工作面為例,采用理論分析和Fluent數值模擬相結合的手段,與“U”型通風工作面進行對比,分析切頂成巷“Y”型通風工作面采空區(qū)漏風規(guī)律、氣體運移和浮煤自燃危險區(qū)域,給出采空區(qū)自燃危險區(qū)域分布特征,對此類工作面采空區(qū)浮煤自燃防治具有實際指導意義。
某礦62711工作面位于北七盤區(qū),工作面走向長1 652 m,傾向長216 m,主采2#煤層,煤層平均厚度1.90 m,結構簡單,傾角平緩。工作面采用走向長壁后退式綜合機械化采煤法,全部垮落法管理頂板,并在采空區(qū)側定向切頂,切斷部分頂板的礦山壓力,實現自動成巷和無煤柱開采,實現110工法的切頂成巷無煤柱開采技術。工作面采用兩進一回的“Y”型通風方式,其中皮帶巷和軌道巷進風,沿空留巷回風。工作面實際配風量1 237.80 m3/min,其中皮帶巷進風797.39 m3/min,軌道巷進風431.89 m3/min. 巷道布置示意圖見圖1.
圖1 62711工作面巷道布置示意圖
將采空區(qū)設置為多孔介質流體區(qū)域,同時使用C語言編寫UDF外部程序,分別定義采空區(qū)多孔介質的黏性阻力損失系數、慣性阻力損失系數、孔隙率、瓦斯質量源相和氧氣消耗源相等,數值運算時將其加載到主程序中,以增強Fluent軟件對該數學模型的適應性和契合度。
由于工作面推進速度不同、冒落巖石的巖性以及大小、原始應力、采動應力的不同,采煤高度的變化造成采空區(qū)遺煤和巖石的壓實程度差異很大,孔隙分布不均勻[8],因此,采空區(qū)冒落煤巖為非均勻多孔介質。采空區(qū)多孔介質內煤巖的冒落壓實大致按照“O”型圈分布[9],在x和y兩個方向的碎脹系數分布函數為:
Kp(x,y)=Kp,min+(Kp,max-Kp,min)e-a1d1(1-e-ξa0d0)ξ<1
(1)
采空區(qū)空隙度n為:
(2)
式中:
Kp—采空區(qū)冒落煤巖碎脹系數分布函數,跟采空區(qū)內的位置有關,無因次;
ξ—控制模型分布形態(tài)的調整數,取0.233;
Kp,max—初始冒落碎脹系數,取1.5;
Kp,min—冒落巖石壓實時的碎脹系數,取1.2;
a0、a1—距離固壁和工作面的衰減率,m-1,分別取0.27、0.037;
d0、d1—點(x,y)與固壁和工作面l邊界的距離,m.
采空區(qū)多孔介質孔隙率近似為n.
多孔介質模型是通過在動量方程中添加一個動量損失源項實現的,該源項由黏性損失項和慣性損失項組成,采空區(qū)多孔介質第i個動量方程損失源項[10]為:
(3)
采空區(qū)視為各向同性多孔介質,因此Si可以簡寫為:
(4)
采空區(qū)氣體服從線性滲透定律,根據Blake-Kozeny公式[11]可知:
(5)
(6)
式中:
Dij、Cij—黏性和慣性阻力損失系數矩陣;
α—滲透率,m2;
C2—慣性阻力損失系數,m-2;
1/α—黏性阻力損失系數,m-2;
DP—采空區(qū)平均調和粒徑,m,取0.07.
采空區(qū)煤的自燃“三帶”通常有3種劃分標準,即以采空區(qū)內的漏風強度、氧氣濃度和復合判據來劃分[12]. 按復合判據劃分采空區(qū)浮煤自燃危險區(qū)域,即漏風強度滿足Q<0.24 m/min(v<0.004 m/s),同時氧氣濃度滿足C>7%.
根據采空區(qū)基本參數,按照數值模擬要求對幾何模型作適當簡化。經計算,采空區(qū)高度為40 m,尺寸設為400 m×220.2 m×40 m. “U”型通風工作面尺寸為211.8 m×5.5 m×2.8 m,“Y”型通風工作面為216 m×5.5 m×2.8 m. 軌道巷和皮帶巷尺寸為30 m×4.2 m×2.8 m,沿空留巷為400 m×4.2 m×2.8 m. 簡化后幾何模型示意圖見圖2. 利用ANSYS ICEM軟件,采用結構網格劃分方法對模型進行網格劃分,網格步長取1.4 m,網格數量為3 182 167,質量均大于0.9.
圖2 幾何模型和網格劃分示意圖
為了對比分析“U”型和“Y”型通風方式下采空區(qū)各場的分布情況,設模兩種通風方式的工作面進風量相同。為了方便分析數據,將采空區(qū)各邊界分別命名為Γ1~Γ4,并在模型內z=0 m截面上設置若干監(jiān)測點,其中Rx1~Rx3監(jiān)測點組沿采空區(qū)走向等距排列,Ry0~Ry3監(jiān)測點組沿采空區(qū)傾向等距排列,具體布置見圖3.
圖3 采空區(qū)監(jiān)測點布置圖
對比分析采空區(qū)漏風流場,見圖4. 通過分析可知,“Y”型通風方式下風壓在邊界Γ2與Γ3交匯處最大,為52 Pa,且沿解算區(qū)域的對角線方向逐漸減小。“Y”型通風方式漏風大致呈“L”型,幾乎覆蓋采空區(qū)1/4,主要集中在工作面和沿空留巷附近。皮帶巷進來的風流集中在工作面端頭幾乎垂直漏入采空區(qū),并且漏風越靠近Γ2邊界越能進入到采空區(qū)的深部。
圖4 采空區(qū)漏風流場分布規(guī)律圖
對比分析工作面風量的變化,見圖5,其中橫坐標0 m處為回風巷,220 m為進風巷。從圖5可以看出,“Y”型通風風流沿著整個工作面向采空區(qū)漏風,由皮帶巷處的1.09 m/s降低至1.01 m/s,向采空區(qū)的漏風量為73.92 m3/min,為“U”型通風的1.33倍。
圖5 工作面風速對比曲線圖
“Y”型通風沿空留巷風速見圖6. 從圖6可以看出,在沿空留巷與工作面交匯處0~50 m漏風最強,漏風集中在該區(qū)域內漏入沿空留巷。沿空留巷風速隨距離的增加逐漸升高,但是從曲線斜率可以看出,其漏風強度在逐漸降低,采空區(qū)向沿空留巷的漏風風速按負指數關系在逐漸遞減。這是由于沿程阻力的作用,引起采空區(qū)風流彌散,風流流程越長彌散越強烈。
圖6 “Y”型通風沿空留巷風速曲線圖
為了驗證數值模擬的可靠性,在工作面8個位置處進行漏風測試。將模擬和實測的工作面風量繪制成曲線,見圖7. 從圖7可以看到,工作面向采空區(qū)模擬漏風量為109.97 m3/min,實測漏風量為112.08 m3/min. 工作面風量的模擬值與實測值基本吻合。由此可見,數值模擬可靠性較高,對實踐有較強的理論指導意義。
圖7 工作面風量變化規(guī)律曲線圖
采空區(qū)瓦斯體積分數分布情況見圖8. “U”型通風瓦斯體積分數在Γ1邊界最寬,越靠近Γ2邊界越窄,“Y”型通風時瓦斯體積分數與之類似。整體上,“Y”型通風瓦斯體積分數比“U”型低,在上隅角處表現尤為明顯,可見“Y”型通風能有效解決工作面上隅角瓦斯超限問題。
圖8 采空區(qū)瓦斯體積分數分布圖
從定量的角度對比采空區(qū)瓦斯體積分數的分布規(guī)律,見圖9. 從圖9a)可以看出,二者采空區(qū)瓦斯體積分數都沿采空區(qū)深度逐漸升高,“U”型通風最高可達80%,“Y”型通風最高只有30%,二者差別在靠近Γ1邊界的Rx1表現最為明顯。從圖9b)可以看出,二者采空區(qū)瓦斯體積分數均沿Y軸逐漸降低,越靠近采空區(qū)深部差距越明顯。
圖9 采空區(qū)瓦斯體積分數分布曲線圖
對比得出采空區(qū)氧氣濃度分布情況,見圖10. 從圖10可以看出,“Y”型通風采空區(qū)氧氣濃度較高,尤其在Γ3側工作面后0~50 m. “Y”型通風方式下采空區(qū)氧氣濃度分布特征在于:沿走向在Γ1側分布窄而在Γ2側分布寬,在Γ2側最遠能延伸至250 m,這是因為皮帶巷和軌道巷進風量的不均衡導致的,皮帶巷作為工作面主要進風巷,風量大,向采空區(qū)的漏風多,漏風速率較大,氧氣分布廣。
圖10 采空區(qū)氧氣體積分數分布圖
從走向和傾向定量比較采空區(qū)氧氣體積分數變化規(guī)律,見圖11. 在走向上,“Y”型通風由于漏風的增加使其氧氣體積分數比“U”型通風高,而變化規(guī)律基本相同,氧氣體積分數沿著采空區(qū)深度逐漸降低。其次,Rx1和Rx3上二者氧濃度差距比Rx2大,最大相差15%,而Rx2最大相差不到10%. 在傾向上,“Y”型通風采空區(qū)氧氣濃度在Ry0變化不大,兩種通風方式下氧氣濃度在Ry1(距工作面100 m)上的差距表現最為明顯,最大相差10%.
按復合標準劃分出的自燃危險區(qū)域結果見圖12. 從圖12可以看出,“U”型通風采空區(qū)自燃危險區(qū)域主要集中在進風隅角附近,而“Y”型通風則分布較廣,自燃危險區(qū)域在皮帶巷側深入采空區(qū)深部,結合采空區(qū)自燃危險區(qū)域位置及寬度表(表1)分析可知,自燃危險區(qū)域在Γ2側分布為68~320 m,而在Γ1側100 m位置處寬度降至0 m,這是由沿空留巷附近風速較大引起的?!癥”型通風自燃危險區(qū)域最大寬度增大171 m,與工作面距離平均增加40 m,因此,切頂留巷技術給采空區(qū)防滅火工作面帶了壓力,必須采取相應的采空區(qū)防滅火措施對采空區(qū)煤自燃災害進行預防。
表1 采空區(qū)自燃危險區(qū)域位置及寬度表
1) “Y”型通風方式下,風流沿著整個工作面漏入采空區(qū)并沿采空區(qū)對角線流動,大致呈“L”型,漏風范圍幾乎覆蓋采空區(qū)1/4,主要集中在工作面和沿空留巷附近,漏風量為“U”型通風的1.33倍。對沿空留巷內的風速進行擬合,得出采空區(qū)向沿空留巷的漏風流速與巷道深度的關系。采空區(qū)向沿空留巷的漏風風速按負指數關系逐漸遞減。
2) “Y”型通風瓦斯體積分數整體上比“U”型低,在上隅角處表現尤為明顯,在走向上的變化規(guī)律基本相同。在工作面0~50 m,“Y”型通風采空區(qū)氧氣濃度較高,在采空區(qū)下邊界分布最窄,在上邊界分布最寬。在靠近采空區(qū)邊界處二者差距比中部大,在傾向上,距工作面100 m內的差距表現最為明顯,最大相差10%.
圖12 采空區(qū)浮煤自燃危險區(qū)域圖
3) “Y”型通風浮煤自燃危險區(qū)域在皮帶巷側的采空區(qū)深部分布較廣,在采空區(qū)上邊界的分布為68~320 m,而在下邊界100 m位置處寬度降至0 m.“Y”型通風自燃危險區(qū)域最大寬度增大171 m,與工作面距離平均增加40 m. 切頂留巷技術給采空區(qū)防滅火工作面帶來了壓力,必須采取相應措施進行預防。