吳奎 牛會永 魯義 李石林
(1.湖南科技大學(xué)資源環(huán)境與安全工程學(xué)院 湖南湘潭 411201;2.湖南科技大學(xué)煤炭安全開采技術(shù)湖南省重點實驗室 湖南湘潭 411201)
在煤礦開采過程中,部分礦井采空區(qū)的瓦斯含量占總瓦斯量的60%~70%[1],采空區(qū)瓦斯氣體的運移變化主要與采空區(qū)內(nèi)遺煤的厚度、孔隙率及漏風(fēng)強度有關(guān)。因此,研究采空區(qū)氣體的濃度變化對采空區(qū)瓦斯治理和煤礦的防滅火具有重要意義,國內(nèi)外學(xué)者對此展開了大量研究。俞啟香[2]認為瓦斯在煤層區(qū)的運動規(guī)律符合胡克定律;葉汝陵等[3]從場流的角度提出了瓦斯運移規(guī)律方程;余楚新等[4]認為混合氣體瓦斯吸附與解吸過程是可逆的,并根據(jù)該過程特點建立了瓦斯?jié)B流場中的控制方程;聶百勝等[5]對多孔介質(zhì)中氣體的擴散方式進行了類比探究,研究了瓦斯擴散的機理和方式;梁棟等[6]對采動區(qū)域的多孔介質(zhì)特點和瓦斯氣體運移進行了研究,搭建了采動區(qū)域的瓦斯氣體運移雙介質(zhì)模型;XIA T Q等[7]研究了地下煤層中的煤氧復(fù)合反應(yīng)引發(fā)煤自燃的氧氣濃度場分布和導(dǎo)熱規(guī)律,并針對實際煤層狀況開展了數(shù)值模擬研究;羅振敏等[8]通過Fluent軟件對采空區(qū)的瓦斯分布和濃度開展了研究;李書兵[9]通過Fluent軟件建立了采空區(qū)的簡化模型,對采空區(qū)的瓦斯防治進行研究;黎經(jīng)雷等[10]運用Fluent軟件建立了U型通風(fēng)采空區(qū)三維立體模型,研究不同風(fēng)速下采空區(qū)的漏風(fēng)強度和煤自燃發(fā)火規(guī)律。綜上所述,采空區(qū)的氣體濃度場變化與采空區(qū)的孔隙率、漏風(fēng)強度、滲透率有很大關(guān)聯(lián)。因此,本文通過改變孔隙率和風(fēng)速的大小對采空區(qū)內(nèi)的氣體濃度場變化進行研究探討。
煤礦井下采空區(qū)的混合氣體主要由空氣和瓦斯氣體組成,新鮮的風(fēng)流主要通過滲透作用進入采空區(qū)內(nèi)部,瓦斯氣體主要由瓦斯源涌出。受到采煤空間的各種影響,混合氣體在采空區(qū)內(nèi)做無規(guī)則運動。采空區(qū)內(nèi)瓦斯氣體來源主要有3種:①煤層吸附作用的瓦斯氣體釋放;②煤層在高地溫條件下分解產(chǎn)出氣體;③煤的氧化作用產(chǎn)生各種氣體。采空區(qū)的混合氣體中,CH4占比較高。
煤礦井下的實際工作面條件比較復(fù)雜,巷道、工作面及采空區(qū)均屬于不規(guī)則的幾何形狀,在本模型的模擬過程中將其簡化為簡單的幾何模型并視為一個整體進行研究。為對主要問題進行重點研究,對該模型進行必要的假設(shè)[11-12]:①將煤層巖體視為同性質(zhì)的巖石體;②將采空區(qū)內(nèi)所有氣體視為無壓縮理想氣體;③氣體只在巷道、采空區(qū)及工作面流動;④只分析采空區(qū)內(nèi)的靜止?fàn)顟B(tài),其他狀況暫不考慮;⑤將物理空間簡化為長方體模型,根據(jù)井下的實際情況設(shè)置尺寸。
近距離煤層上覆采空區(qū)的物質(zhì)能進行有效的對流、擴散、吸附等作用,本文主要分析上覆采空區(qū)的氧氣濃度傳遞屬性。
根據(jù)質(zhì)量守恒原理可推理出連續(xù)性方程:
(1)
式中,ui、uj分別為不同單元體的平均流速。
動量守恒定律[13]是大多數(shù)流體的基本定律,該定律的微分形式表達式為
(2)
式中,p為壓力;Fx、Fy、Fz分別為x、y、z方向的質(zhì)量力;μ為動力黏度;u、v、w分別為x、y、z方向的速度,m/s;ρ為采空區(qū)混合氣體的密度,kg/m3。
在采空區(qū)內(nèi),氧氣和煤發(fā)生反應(yīng)產(chǎn)生一定能量,符合能量守恒定律[14],表達式為
(3)
式中,cp為比熱容;T為溫度;k為傳熱系數(shù);ST為機械能向熱能轉(zhuǎn)換的部分,稱為粘性耗散項。
根據(jù)多孔介質(zhì)理論,新鮮的風(fēng)流通過漏風(fēng)點進入采空區(qū),并向采空區(qū)的松散煤體擴散滲透。氧氣進入采空區(qū)后,會在煤體表面形成吸附,在建立松散煤體氧濃度方程時,風(fēng)流的運移只考慮擴散形式。依據(jù)能量平衡方程和質(zhì)量平衡方程聯(lián)合求解,采空區(qū)內(nèi)松散煤體氧濃度方程[15]為
(4)
式中,n為介質(zhì)孔隙率;W(O2)為采空區(qū)內(nèi)松散煤體的耗氧速率,kg/(m3·s);D為風(fēng)流在松散煤體中的擴散系數(shù),m2/s;Yi為氧氣質(zhì)量分數(shù);ρfYi為組分i的質(zhì)量濃度,kg/m3。
本研究視近距離煤層上覆采空區(qū)氣體的流動為層流,符合達西定律:
(5)
式中,Vx、Vy、Vz分別為x、y、z方向的滲流速度,m/s;h為滲透流場壓力,Pa;Kxx、Kyy、Kzz分別為x、y、z方向的滲流系數(shù),m/s。
采空區(qū)內(nèi)風(fēng)壓穩(wěn)定,風(fēng)流為不可壓縮流體,忽略頂板對風(fēng)流流向的影響,建立二維穩(wěn)定滲流方程:
(6)
根據(jù)Blake-Kozeny公式,對采空區(qū)內(nèi)部的滲透率和黏性阻力系數(shù)[16]估算為
(7)
(8)
式中,n為孔隙率;dm為平均粒徑,m。
采空區(qū)二維平面示意如圖1所示,將進風(fēng)巷道、回風(fēng)巷道、采煤工作面和采空區(qū)內(nèi)部簡化為幾何圖形,工作面長度為130 m,寬度為10 m,高度為5 m;進回風(fēng)巷長度為20 m,寬度為5 m,高度為3 m;下覆采空區(qū)長度為180 m,寬度為130 m,高度為15 m;上覆采空區(qū)長度為180 m,寬度為130 m,高度為5 m。
圖1 采空區(qū)二維平面示意
利用Fluent軟件建立三維立體模型,主要物理參數(shù)設(shè)置如表1所示。根據(jù)礦井實際狀況,將上覆采空區(qū)模型進風(fēng)口設(shè)置為風(fēng)流速度入口,回風(fēng)口設(shè)置為壓力出口,采煤工作面及采空區(qū)內(nèi)部設(shè)置為固壁,默認為無熱量交換的介質(zhì),瓦斯氣體不受溫度影響產(chǎn)生運移,模型使用六邊形進行網(wǎng)格劃分,網(wǎng)格數(shù)量為126 444個,如圖2所示。
表1 采空區(qū)模型基本參數(shù)
當(dāng)孔隙率為0.2,進風(fēng)巷風(fēng)速為2 m/s時,采空區(qū)的氧濃度分布如圖3所示。由圖可知,采空區(qū)淺部的氧濃度較高,沿著采空區(qū)的走向,氧濃度逐漸降低,距離工作面越遠,氧濃度下降速率越快,距離進風(fēng)巷工作面40~50 m的采空區(qū)氧氣質(zhì)量分數(shù)約8%~12%,更深入處氧氣質(zhì)量分數(shù)為0。沿著工作面的傾向,進風(fēng)巷的氧濃度大于回風(fēng)巷的氧濃度,且進風(fēng)側(cè)的散熱帶大于回風(fēng)側(cè)的散熱帶,隨著傾向的距離增大,散熱帶的面積逐漸減小。工作面的漏風(fēng)由煤層的孔隙進入上覆采空區(qū),氧氣從進風(fēng)巷的一側(cè)在采空區(qū)擴散,沿著工作面走向的方向,散熱帶的面積逐漸減小。
(a)z=0 m (b)z=20 m (c)沿y軸方向圖3 孔隙率為0.2、風(fēng)速為2 m/s時采空區(qū)的氧濃度分布
當(dāng)孔隙率為0.2,進風(fēng)巷風(fēng)速為4 m/s時,采空區(qū)的氧濃度分布如圖4所示。由圖可知,在風(fēng)壓的作用下,靠近進風(fēng)巷一側(cè)的采空區(qū)散熱帶面積最大,相較于進風(fēng)巷風(fēng)速為2 m/s的采空區(qū)散熱帶面積明顯增大;隨著向采空區(qū)繼續(xù)深入,氧濃度逐漸降低,在距離工作面70~90 m處的氧氣質(zhì)量分數(shù)降至8%~12%,距離工作面較遠的采空區(qū)深處氧氣質(zhì)量分數(shù)降為0。沿著工作面的傾向,散熱帶的面積逐漸減小,由于風(fēng)壓渦旋的影響,散熱帶的寬度出現(xiàn)小幅變化;在回風(fēng)巷道口,受壓力出口的影響,氧化帶的寬度出現(xiàn)小幅增大。上覆采空區(qū)散熱帶的面積由于進風(fēng)巷風(fēng)速的增大出現(xiàn)明顯的增大,且沿著工作面的傾向,散熱帶的面積逐漸減小,在回風(fēng)巷道約20 m處散熱帶的面積減小為0,氧化帶的面積增大;在整個上覆采空區(qū)內(nèi),進風(fēng)巷道一側(cè)的散熱帶面積最大,若上覆采空區(qū)的遺煤出現(xiàn)高溫火點,將大大增加上覆采空區(qū)的自燃性,對煤礦的生產(chǎn)安全造成威脅。
(a)z=0 m (b)z=20 m (c)沿y軸方向圖4 孔隙率為0.2、風(fēng)速為4 m/s時采空區(qū)的氧濃度分布
當(dāng)孔隙率為0.6,進風(fēng)巷風(fēng)速為2 m/s時,采空區(qū)的氧濃度分布如圖5所示。由圖可知,氧濃度較高的區(qū)域主要在進風(fēng)巷和工作面附近,在進風(fēng)側(cè)上隅角處的氧氣質(zhì)量分數(shù)最高,約21%;沿著采空區(qū)的走向,氧濃度逐漸降低,在50~60 m處的氧氣質(zhì)量分數(shù)降至8%~12%;隨著向采空區(qū)繼續(xù)深入,氧氣質(zhì)量分數(shù)逐漸下降為0。距離進風(fēng)巷的進風(fēng)口越遠,沿著工作面的傾向,采空區(qū)散熱帶的寬度逐漸減小。工作面的氧氣擴散到上覆采空區(qū),上覆采空區(qū)的氧濃度沿著工作面的傾向逐漸降低,散熱帶的寬度逐漸減小,在回風(fēng)巷一側(cè)的上覆采空區(qū)氧氣質(zhì)量分數(shù)降至8%~12%,采空區(qū)深部的氧氣質(zhì)量分數(shù)幾乎降為0。
(a)z=0 m (b)z=20 m (c)沿y軸方向圖5 孔隙率為0.6、風(fēng)速為2 m/s時采空區(qū)的氧濃度分布
當(dāng)孔隙率為0.6,進風(fēng)巷風(fēng)速為4 m/s時,采空區(qū)的氧濃度分布如圖6所示。由圖可知,在進風(fēng)巷一側(cè)上隅角處及采空區(qū)淺部的氧氣質(zhì)量分數(shù)較高,約21%;沿著采空區(qū)的走向,氧濃度慢慢下降,在90~100 m處的氧氣質(zhì)量分數(shù)下降至12%;隨著向采空區(qū)繼續(xù)深入,氧氣質(zhì)量分數(shù)逐漸下降為0,CH4濃度相對較高。沿著工作面的傾向,氧濃度逐漸降低,散熱帶的寬度逐漸減小,在中間位置采空區(qū)的散熱帶寬度減小比較明顯。上覆采空區(qū)在進風(fēng)巷一側(cè)的散熱帶面積較大,沿著上覆采空區(qū)的走向,氧濃度逐漸降低,采空區(qū)深處的氧氣質(zhì)量分數(shù)逐漸降為0。沿著工作面的傾向,散熱帶的寬度逐漸減小,氧濃度逐漸降低,在距離回風(fēng)巷20 m處,氧濃度降低速率較快,主要是因為受到回風(fēng)巷壓力影響,回風(fēng)側(cè)的上隅角氧濃度較低,瓦斯含量較大。
(a)z=0 m (b)z=20 m (c)沿y軸方向圖6 孔隙率為0.6、風(fēng)速為4 m/s時采空區(qū)的氧濃度分布
通過圖3和圖4、圖5和圖6的對比分析可知,當(dāng)孔隙率一定時,不同的風(fēng)速對采空區(qū)的漏風(fēng)強度影響較大。當(dāng)風(fēng)速增大時,漏風(fēng)使采空區(qū)的擴散加速,采空區(qū)的散熱帶和氧化帶的面積增大比較明顯,由于近距離煤層之間的間距較小,受下部擾動的影響,上覆采空區(qū)遺煤易發(fā)生二次氧化,且氧化效率較高,在上覆采空區(qū)局部出現(xiàn)快速升溫,形成高溫易燃火點,自燃發(fā)火嚴重,危險性更大。當(dāng)風(fēng)速增大時,在回風(fēng)巷附近的氧濃度降低速率較快,瓦斯氣體在上隅角的聚集量也會增大,對工作面機械設(shè)備的防爆性能要求較高,在瓦斯抽采過程中,回風(fēng)巷道上隅角的抽采面積和抽采量都應(yīng)加大。
通過圖3和圖5、圖4和圖6的對比分析可知,當(dāng)采空區(qū)進風(fēng)巷的風(fēng)速不變時,孔隙率越小,流入采空區(qū)多孔介質(zhì)的氣體擴散越小,氧濃度較高的區(qū)域主要在進風(fēng)巷和近距離采空區(qū),氣體通過孔隙進入上覆采空區(qū)的量較小,主要存在于工作面上方的采空區(qū)。當(dāng)孔隙率增大時,流入采空區(qū)多孔介質(zhì)的氣體擴散略微增大,散熱帶和氧化帶的面積也隨之增大。氣體通過孔隙進入上覆采空區(qū),進風(fēng)側(cè)的氣體量大于回風(fēng)側(cè)的氣體量,且孔隙率越大,進風(fēng)側(cè)上覆采空區(qū)的散熱帶和氧化帶的面積越大,上覆采空區(qū)的自燃發(fā)火的幾率越大。
(1)當(dāng)采空區(qū)內(nèi)部的孔隙率不變時,漏風(fēng)的風(fēng)速越大,對下覆采空區(qū)及上覆采空區(qū)淺部的瓦斯?jié)舛冉档妥饔孟鄬^大,回風(fēng)巷道上隅角的瓦斯?jié)舛葧龃?,對采空區(qū)深部的影響不大。
(2)氣體通過孔隙擴散至上覆采空區(qū),造成遺煤的二次氧化,易形成高溫點,當(dāng)進風(fēng)巷入口風(fēng)速增大時,氧氣在采空區(qū)內(nèi)擴散面積逐漸增大,煤自燃的傾向性幾率增大,因此進風(fēng)側(cè)的上覆采空區(qū)為火災(zāi)預(yù)防的重點部位。
(3)當(dāng)孔隙率增大時,采空區(qū)的漏風(fēng)強度會增大,散熱帶和氧化帶的位置和面積也隨之變化,但孔隙率的變化對上覆采空區(qū)的影響小于風(fēng)速的變化對其的影響。