司俊鴻,李 潭,蔡春城,劉 會,李 林
(1. 華北科技學(xué)院 應(yīng)急技術(shù)與管理學(xué)院,北京 東燕郊 065201;2.上海大屯能源股份有限公司 江蘇分公司孔莊煤礦,江蘇 徐州 221600)
瓦斯與煤自燃是煤礦常見的兩種災(zāi)害,嚴(yán)重影響到礦井安全生產(chǎn)。采空區(qū)中下部覆巖垮落破碎與遺煤混合的區(qū)域,是煤礦災(zāi)害的重要發(fā)生部位,區(qū)域內(nèi)的煤巖體受上覆巖層作用后,壓裂形成導(dǎo)氣通道,既為瓦斯等有毒有害氣體提供儲藏空間,同時也為煤氧化自燃創(chuàng)造良好的環(huán)境條件。
瓦斯抽采是礦井瓦斯治理的有效手段[1],其原理是通過鉆孔、埋管等方式將采空區(qū)內(nèi)瓦斯氣體排出至地面或總回風(fēng)流中。然而,對于易自燃煤層,采空區(qū)瓦斯和煤自燃防治一直是相互矛盾、相互制約的關(guān)系,抽采使采空區(qū)漏風(fēng)通道增多,增加了采空區(qū)煤自燃發(fā)生的可能性,煤自燃為瓦斯爆炸事故提供了火源和溫度環(huán)境,易引發(fā)瓦斯燃燒爆炸,此外,兩種災(zāi)害的耦合增加了采空區(qū)瓦斯與煤自燃的防治難度[2,3]。
在瓦斯與煤自燃耦合災(zāi)害研究方面,周福寶[4]等研究了瓦斯與煤自燃共存致災(zāi)機理,建立了瓦斯安全抽采數(shù)學(xué)模型;李宗翔[5,6]等確定了瓦斯涌出強度與煤自然發(fā)火期的數(shù)學(xué)關(guān)系;鄧軍[7,8]等研究了瓦斯抽采條件下的煤自燃危險范圍,確定了抽采管道位置與氧化升溫帶的變化關(guān)系;褚廷湘[9]等研究了卸壓瓦斯抽采對采空區(qū)煤自燃的擾動效應(yīng)及災(zāi)變機理;夏同強[10]研究了采空區(qū)瓦斯與煤自燃多場耦合動態(tài)推進過程;程衛(wèi)民[11]等研究了綜放采空區(qū)瓦斯與煤自燃耦合災(zāi)害危險區(qū)域重構(gòu)技術(shù);張巨峰[12]等研究了裂隙場內(nèi)漏風(fēng)氧氣場、蓄熱溫度場、瓦斯分布場等多場耦合對瓦斯與煤自燃共生災(zāi)害的作用;徐宇[13]等定量分析了瓦斯與煤自燃耦合災(zāi)害面積的變化規(guī)律;賈廷貴[14]等建立了流-化-熱多場耦合模型,研究了多場耦合的致災(zāi)規(guī)律。
從煤自燃的成因來看,煤自燃不僅與煤氧化和放熱特性有關(guān),還與漏風(fēng)供氧和蓄熱環(huán)境密切相關(guān)[15,16]。受頂板垮落和壓力顯現(xiàn)等環(huán)境條件限制,采空區(qū)中溫度傳感器布置難度較大、監(jiān)測范圍較小,《煤礦防滅火細(xì)則》(2021版)規(guī)定必須使用CO和烷烯烴等指標(biāo)氣體進行采空區(qū)煤自燃狀態(tài)監(jiān)測,但氣體指標(biāo)及其閾值的確定較為復(fù)雜,尤其在瓦斯抽采條件下,受抽采流場的擾動影響,采空區(qū)的流場復(fù)雜多變。因此,通過分析埋管抽采條件下的采空區(qū)風(fēng)流場和濃度場變化規(guī)律,研究瓦斯抽采與采空區(qū)煤自燃的平衡關(guān)系,揭示煤自燃指標(biāo)氣體的變化規(guī)律,為采空區(qū)瓦斯與煤自燃耦合災(zāi)害的預(yù)測預(yù)報提供可靠的數(shù)據(jù)支撐。
礦井采空區(qū)中下部覆巖垮落破碎與遺煤混合的區(qū)域是煤自燃、瓦斯等災(zāi)害發(fā)生的重要部位,受區(qū)域特殊地理條件、煤體蓄熱條件等因素的限制,災(zāi)害隱蔽性較強、流場復(fù)雜、監(jiān)測難度大、火源定位困難,災(zāi)害單獨治理時相互影響較大[17]。
煤自燃災(zāi)害與氧化生熱聚集狀態(tài)和熱傳遞特征息息相關(guān),采空區(qū)內(nèi)漏風(fēng)風(fēng)速、氣體濃度、溫度隨時間和空間發(fā)生變化,工作面漏向采空區(qū)的風(fēng)流在煤巖體組成的多孔介質(zhì)中流動,受采空區(qū)內(nèi)孔隙彎曲性、無向性和隨機性的影響,形成的包括湍流、過渡流和層流同時存在的非線性流場,造成采空區(qū)內(nèi)部氣體流動極其復(fù)雜,如圖1所示為煤氧化自燃致災(zāi)機理。
圖1 煤氧化自燃致災(zāi)機理示意圖
7436工作面位于上海大屯能源股份有限公司孔莊煤礦7#煤層IV1采區(qū)深部,該煤層厚度為4.30~4.80 m,平均厚度4.50 m,煤層瓦斯含量為4.48 m3/t。經(jīng)測定,礦井為低瓦斯礦井,無煤與瓦斯突出危險性,Ⅳ1采區(qū)絕對瓦斯涌出量0.4918 m3/min。
7436工作面上鄰7434采空區(qū),下方為采區(qū)邊緣,工作面標(biāo)高為-847~-976 m,工作面走向長1301.0 m,傾向長230.2 m,工作面傾斜長245.0 m,采用綜采放頂煤開采工藝,采2.5 m左右,放煤1.7 m左右,煤層傾角在18~22°,平均傾角20°,回采率為85%,回采期間工作面的風(fēng)量為2260 m3/min,瓦斯絕對涌出量約為7.88 m3/min。7433工作面、7435工作面、7432工作面開采過程中出現(xiàn)過上隅角瓦斯超限問題。因此,該工作面采用井下瓦斯移動抽采泵進行瓦斯抽采。
采用分源預(yù)測法對7436工作面的瓦斯涌出量進行計算,圖2為礦井瓦斯涌出的源匯關(guān)系圖。工作面的瓦斯涌出一般分為本煤層瓦斯涌出和鄰近層瓦斯涌出兩部分,開采層瓦斯涌出中扣除圍巖瓦斯涌出外剩余的為本煤層瓦斯涌出,其余為鄰近層及采空區(qū)瓦斯涌出。
圖2 礦井瓦斯涌出源匯關(guān)系示意圖
根據(jù)7436工作面煤層開采技術(shù)條件、煤層瓦斯賦存參數(shù),依據(jù)《礦井瓦斯涌出量預(yù)測方法(AQ1018-2006)》,計算得出開采層瓦斯涌出為5.33 m3/min,占比為67.64%,鄰近層瓦斯涌出為2.55 m3/min,占比為32.36%,因此,回采工作面瓦斯涌出量以開采層為主、鄰近層為輔。
采空區(qū)漏風(fēng)在上隅角處形成了風(fēng)流渦流,造成了上隅角瓦斯積聚。通過在回風(fēng)巷中鋪設(shè)抽采管路,對采空區(qū)進行連續(xù)抽采,改變上隅角處的風(fēng)流狀況,可消除其瓦斯積聚。7436工作面采空區(qū)埋管抽放設(shè)計一趟抽放管路系統(tǒng),選用管道公稱外徑為377 mm,公稱壁厚為6 mm,內(nèi)徑371 mm的礦用瓦斯抽采管作為抽采支管路和選用內(nèi)徑為500 mm的瓦斯抽采管作為主干抽采管路,采用邁步式敷設(shè)方式,抽采管路每20 m設(shè)立一個抽采口,選用兩臺ZWY210/280-G型移動抽放泵站(1用1備)。通過預(yù)先布設(shè)抽放管路及抽放口,隨著工作面的回采推進,對瓦斯抽放口進行調(diào)節(jié)。為減少采空區(qū)漏風(fēng),提高抽采效果,預(yù)先在采空區(qū)回風(fēng)巷位置進行密閉,密閉位置距抽采管口3 m左右,密閉間距為10 m。采空區(qū)埋管抽采布置圖見圖3所示。
圖3 7436工作面上隅角瓦斯抽采布置示意圖
根據(jù)7436采空區(qū)埋管瓦斯抽采現(xiàn)狀,采用FLUENT數(shù)值模擬方法,分別研究瓦斯抽采流量為5、20、35、50、65、80 m3/min時采空區(qū)的流場分布。
根據(jù)孔莊礦7436工作面的實際情況,基于數(shù)值模擬軟件近似模擬采空區(qū)內(nèi)真實場景,由于現(xiàn)場工作面條件相對復(fù)雜,考慮到物理模型網(wǎng)格劃分的質(zhì)量,對模擬進行了如下假設(shè):
(1) 采空區(qū)內(nèi)煤炭、冒落巖石與空氣等混合物視為各向同性的多孔介質(zhì),采空區(qū)瓦斯-空氣混合氣體為不可壓縮理想混合氣體,其在采空區(qū)的流動服從滲流規(guī)律;
(2) 煤巖體的孔隙率和滲透率是空間的函數(shù),但不是采動時間的函數(shù);
(3) 氣體混合物滿足理想氣體狀態(tài)方程;忽略工作面巷道內(nèi)的設(shè)備、管線的影響;
(4) 瓦斯涌入源只考慮采空區(qū)遺煤瓦斯涌出和采場工作面漏入的煤壁瓦斯涌出和采落煤瓦斯涌出,在氣流中不存在熱源、熱匯,氣流各組分之間沒有化學(xué)反應(yīng);
(5) 由于瓦斯抽采管道直徑與采空區(qū)的尺寸差距較大,網(wǎng)格劃分時容易產(chǎn)生長寬比較大的不規(guī)則形狀網(wǎng)格,造成計算結(jié)果發(fā)散,因此,將瓦斯抽采管路的直徑放大至2 m,長度和抽采位置不變,根據(jù)抽采量反算管道速度。
7436工作面數(shù)值模擬物理模型分為3個區(qū)域:工作面與順槽、采空區(qū)、瓦斯抽采管道區(qū)域,工作面傾角為20°,如圖4所示。各區(qū)域的流體類型為Fluid Type,采空區(qū)設(shè)置為Porous Zone,其中瓦斯抽采管入口位于采空區(qū)內(nèi)部30 m處。為了減少采空區(qū)上部模型的網(wǎng)格數(shù)量,采用不規(guī)劃網(wǎng)格劃分方法,在采空區(qū)下部加密網(wǎng)格,在采空區(qū)上部使用尺寸較大的網(wǎng)格,使用Tet/Hybrid、TGrid類型網(wǎng)格對采場進行網(wǎng)格劃分,其中采空區(qū)劃分網(wǎng)絡(luò)141401個,工作面與順槽區(qū)域劃分7717個。網(wǎng)格劃分見表1。
圖4 物理模型及網(wǎng)格劃分圖
表1 物理模型參數(shù)
將采空區(qū)漏風(fēng)視為不可壓縮氣體在多孔介質(zhì)中的滲流,忽略輻射傳熱、熱膨脹和熱擴散等,不計漏風(fēng)流動的機械彌散,忽略水分蒸發(fā)和瓦斯吸附解吸等影響,根據(jù)質(zhì)量守恒、能量守恒和動量守恒定律,耦合風(fēng)流場、氧濃度場和溫度場方程,聯(lián)立相關(guān)方程建立采空區(qū)多場耦合數(shù)學(xué)模型。
3.3.1 邊界條件
進風(fēng)巷進口設(shè)為VELOCITY INLET,根據(jù)巷道實測風(fēng)量2260 m3/min以及進風(fēng)巷斷面面積,換算成風(fēng)速值為2.2828 m/s,進風(fēng)口氣體中氧氣濃度為21%,氮氣濃度為79%,進風(fēng)巷溫度為295 K。
回風(fēng)巷出口和瓦斯抽采管入口設(shè)置為OUTFLOW出口邊界,出口比例與瓦斯抽采流量相關(guān),如表2所示。采空區(qū)與工作面的交界面均設(shè)置為INTERIOR,其余外部面設(shè)置為WALL,溫度為283 K。
表2 出口邊界設(shè)置
3.3.2 瓦斯涌出源項
假設(shè)煤層吸附游離瓦斯均勻分布,根據(jù)7436工作面瓦斯涌出源項分類以及涌出量測定結(jié)果,采空區(qū)底板上瓦斯源項強度設(shè)置為5.52×10-6kg/m3·s,煤柱附近瓦斯源項強度設(shè)置為2.64×10-6kg/m3·s。通過UDF在采空區(qū)多孔介質(zhì)中增加涌出源項。
3.3.3 CO源項
采空區(qū)CO源項主要來源于鄰近層和采空區(qū)中煤巖體本身賦存的CO以及煤自燃產(chǎn)生的CO氣體,其中漏風(fēng)供氧和熱量積聚是引起采空區(qū)底部遺煤區(qū)域發(fā)生自燃的主要原因。假設(shè)7436采空區(qū)深度100 m、距離進風(fēng)側(cè)150~180 m處出現(xiàn)高溫區(qū)域,設(shè)置CO初始源項強度為5×10-8kg/m3·s,通過 UDF對CO源項的涌出位置、涌出強度等參數(shù)進行設(shè)置。
3.3.4 多孔介質(zhì)滲透率
沿煤層走向,從工作面煤壁到采空區(qū)深部,采空區(qū)冒落煤巖體逐漸壓實,滲透率逐漸減小;沿工作面傾斜方向,由采空區(qū)兩側(cè)到采空區(qū)中部,滲透率逐漸減小。根據(jù)Blake-Kozeny公式,得出采空區(qū)滲透率k分布可近似為以下分段函數(shù)[18]:
(1)
式中,x,y分別為工作面走向和傾斜方向上的坐標(biāo),m;α(x)為x處的孔隙率,無量綱;Ls為基本穩(wěn)定點離工作面的距離,m;L為工作面傾斜長度,m;k為采空區(qū)滲透率,m2。
工作面風(fēng)流一般屬于湍流流動,故應(yīng)考慮其對采場風(fēng)流流動分布的影響,需對進口湍流參數(shù)進行設(shè)置,計算所用湍流模型選用Realizeblek-ε兩方程模型。為保證模擬計算結(jié)果的精度,設(shè)置收斂殘差為10-6,采用穩(wěn)態(tài)模擬計算,即當(dāng)?shù)礁髯兞康臍埐钚∮?0-6后結(jié)束計算。在FLUENT求解過程中,可通過檢查各變量的迭代殘差動態(tài)監(jiān)視計算結(jié)果的收斂性。數(shù)學(xué)模型的控制參數(shù)如表3所示。
表3 模擬主要參數(shù)設(shè)置
分別繪制出不同瓦斯抽采流量情況下,距離底板1.5 m處采空區(qū)CO濃度分布云圖如圖5所示。
圖5 采空區(qū)CO濃度分布云圖
由圖5可知,受采空區(qū)漏風(fēng)流場和瓦斯抽采負(fù)壓的影響,大部分CO氣體沿著采空區(qū)漏風(fēng)流跡向回風(fēng)側(cè)運移。同時,在分子自由運動的作用下,小部分CO氣體也向采空區(qū)進風(fēng)側(cè)及深部擴散,且隨著瓦斯抽采量的增加擴散運動逐漸減弱。
為了研究瓦斯抽采管入口處、上隅角及回風(fēng)巷出口處氣體的變化規(guī)律,分別提取出不同瓦斯抽采流量條件下相應(yīng)截面的CH4和CO氣體濃度見表4所示,繪制出氣體隨瓦斯抽采量的變化曲線如圖6所示。
表4 氣體濃度
圖6 抽采流量與氣體濃度變化關(guān)系圖
由表4可知,隨著瓦斯抽采量的增加,瓦斯抽采管入口、上隅角和回風(fēng)巷出口斷面的氣體濃度呈現(xiàn)指數(shù)衰減變化關(guān)系。當(dāng)瓦斯抽采流量大于35 m3/min時,上隅角瓦斯?jié)舛鹊陀?%。在采空區(qū)CO氣體總量不變的情況下,即不考慮火災(zāi)動態(tài)發(fā)展變化產(chǎn)生的影響,通過瓦斯抽采方式可以排出采空區(qū)中的CO氣體,得出不同抽采流量條件下瓦斯抽采管中CH4和CO的抽采純量如圖7 所示。隨著抽采流量的增大,CH4和CO的抽采純量逐漸增大到峰值后開始減小,當(dāng)抽采流量為50 m3/min時,CH4和CO的抽采純量達到最大值。因此,瓦斯的抽采量可設(shè)置為50 m3/min左右。
圖7 瓦斯抽采純量變化關(guān)系圖
通過分析抽采管和上隅角的CO濃度可知,隨著瓦斯抽采流量的增加,抽采管中CO濃度為上隅角處的5~7倍。因此,在瓦斯抽采條件下進行煤自燃CO指標(biāo)氣體分析時,需要降低CO的報警閾值。
分別提取出不同瓦斯抽采流量情況下,距離底板1.5 m處采空區(qū)CO濃度和O2濃度的分布云圖如圖8所示。
圖8 采空區(qū)O2濃度分布云圖
按氧氣濃度標(biāo)準(zhǔn)對采空區(qū)三帶進行劃分,O2濃度為18%的線為散熱帶與氧化帶的邊界,O2濃度為8%的線為氧化帶與散熱帶的邊界。根據(jù)圖8提取出三帶的最大寬度,繪制出其隨著瓦斯抽采流量的變化規(guī)律如圖9所示。
圖9 采空區(qū)“三帶”變化圖
由圖9可知,瓦斯抽采對散熱帶邊界的影響較小,對氧化帶位置影響較大,氧化帶寬度隨著瓦斯抽采流量的增加逐漸變大。
(1) 分析了采空區(qū)瓦斯與煤自燃耦合災(zāi)害的致災(zāi)機理,研究了采空區(qū)瓦斯涌出源項、采空區(qū)滲透率、CO源項等關(guān)鍵參數(shù)的取值方法,建立了7436工作面數(shù)值模擬模型,確定了模型的邊界條件。
(2) 采空區(qū)部分CO氣體在分子自由運動作用下,向采空區(qū)進風(fēng)側(cè)及深部擴散,且隨著瓦斯抽采量的增加擴散運動逐漸減弱。此外,瓦斯抽采管入口、上隅角和回風(fēng)巷斷面的氣體濃度與瓦斯抽采量呈指數(shù)衰減變化關(guān)系,當(dāng)瓦斯抽采流量大于35 m3/min時,上隅角瓦斯?jié)舛鹊陀?%。瓦斯抽采量為50 m3/min時,CH4和CO的抽采純量最大。
(3) 瓦斯抽采對散熱帶邊界的影響較小,但對氧化帶位置影響較大,氧化帶寬度隨著抽采流量的增加逐漸變大。瓦斯抽采條件下進行煤自燃CO指標(biāo)氣體分析時,抽采管中CO濃度為上隅角處的5~7倍,需要降低CO的報警閾值。