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堅硬頂板運動對特厚煤層工作面瓦斯涌出的影響研究

2016-07-05 08:11:59盧義玉夏彬偉郭世杰重慶大學煤礦災害動力學與控制國家重點實驗室重慶400030重慶大學復雜煤氣層瓦斯抽采國家地方聯合工程實驗室重慶400030
同煤科技 2016年3期

盧義玉 夏彬偉 郭世杰(1.重慶大學煤礦災害動力學與控制國家重點實驗室,重慶400030;2.重慶大學復雜煤氣層瓦斯抽采國家地方聯合工程實驗室,重慶400030)

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堅硬頂板運動對特厚煤層工作面瓦斯涌出的影響研究

盧義玉[1,2]夏彬偉[1,2]郭世杰[1,2]
(1.重慶大學煤礦災害動力學與控制國家重點實驗室,重慶400030;2.重慶大學復雜煤氣層瓦斯抽采國家地方聯合工程實驗室,重慶400030)

摘要針對頂板運動瓦斯異常涌出的問題,基于空氣動力學原理及牛頓第二定律,分析瓦斯涌出與頂板載荷、采空區高度、頂板面積等影響因素的關系,建立了頂板垮落—瓦斯涌出的耦合模型,借助COMSOL多物理場耦合軟件,以大同塔山煤礦二盤區8214工作面為例,根據其頂板垮落特征分析了上覆頂板分層垮斷下的采空區瓦斯涌出規律,并通過現場監測數據進行了對比分析。研究表明:頂板垮斷時,采空區瓦斯大部分將涌入工作面上隅角和高抽巷,其瓦斯濃度呈現短時間內急劇增大后減小的變化,且涌出量的大小與頂板載荷、采空區高度、頂板面積等有著直接關系;頂板垮落時上層比下層造成更大量的瓦斯涌出,且上隅角瓦斯濃度變化尤為明顯。

關鍵詞特厚煤層;堅硬頂板;頂板垮落;工作面來壓;瓦斯涌出

“十三五”期間,我國煤炭行業將繼續向整合兼并重組方向調整,特大型煤炭生產基地將占主導地位,特別是特厚煤層礦區。以大同塔山礦為代表的特厚煤層綜放開采過程中,采空區空間大,頂板堅硬在回采過程中容易出現頂板整體垮落致使采空區瓦斯瞬間涌出造成瓦斯災害,嚴重威脅著礦井的安全生產。因此探明頂板垮落下的采空區瓦斯涌出運移規律對礦井的安全生產有著重要意義。

目前國內外學者針對采動圍巖活動下的瓦斯涌出進行了一些研究,學者認為堅硬頂板控制下的特厚煤層在回采過程中,容易造成頂板的整體性垮落,使采空區氣體在沖擊作用下涌入工作面,造成工作面瓦斯災害[1-3]。翁明月[4]對屯留煤礦S2205綜放工作面進行了煤巖破壞的微震監測、工作面礦壓顯現監測和瓦斯涌出的實測研究,得到了綜放工作面煤巖破壞、礦壓顯現和瓦斯涌出三者之間的關系;李化敏等[5]以平煤13礦12071工作面為例,對支架支護阻力、超前支承壓力以及工作面瓦斯體積分數進行了實時監測,分析了采動過程與瓦斯涌出之間的關系;顧鐵風[6]建立了封閉采空區條件下颶風災害的理論模型,給出了差分解法;息金波[7]推導了長壁采煤法懸頂垮落沖擊力的計算公式;然而目前針對工作面瓦斯多以常態環境下的工作面靜態流場研究為主,對瓦斯異常涌出的瓦斯來源分析較少,且頂板垮落多以氣體沖擊災害為研究對象,沒有對頂板垮落下的動態瓦斯涌出運移規律進行研究。

本文針對特厚煤層堅硬頂板整體垮落造成瓦斯異常涌出的問題,結合牛頓第二定律及空氣動力學原理,分析瓦斯涌出與頂板載荷、采空區高度、頂板面積等影響因素的關系,建立了頂板垮落—瓦斯涌出的耦合模型,借助comsol多物理場耦合軟件,以大同塔山礦生產工作面為例,對上覆堅硬巖層分層垮斷下的采空區瓦斯涌出規律進行解算分析,結合現場監測數據進行驗證,為防治礦井瓦斯災害提供依據。

1 頂板垮斷采空區瓦斯涌出模型研究

采空區頂板垮落沖擊是導致采空區(氣體)瓦斯涌出的主要原因[4],在壓縮過程中,使采空區氣體壓力逐漸上升,造成采空區瓦斯瞬間涌向工作面,為了研究采空區頂板垮落下的氣體涌出,建立如2頁圖1頂板垮落氣體涌出模型并做出以下假設:(1)頂板堅硬完整性好,在回采過程中會出現頂板的整體垮落,造成采空區瓦斯在短時間內涌向工作面及回風巷;(2)將采空區視為規則長方體容器,采空區深部已被壓實,采空區內空氣為理想氣體,頂板垮落氣體變化為等溫過程;(3)頂板垮落為頂板載荷及采空區氣體控制的運動;(4)采空區氣體匯聚進風巷氣體流入回風巷。

圖1 頂板垮落氣體涌出模型

頂板大面積垮落前,容器內的氣體壓力為P0,采空區頂板面積A0,空氣的流速為v0,設定采空區空氣密度為ρ0。則:頂板重力為G=ρdabhg采空區氣體作用在頂板向上的力為F=abPZ,其中,ρd為上浮巖層塊體密度kg/m3,a,b,h分別為塊體的長寬高,m,PZ為塊體下降過程中采空區氣體的壓強,Pa,z為塊體下降高度,m,則頂板下降過程中,有G-F=maZ,則頂板下落加速度:

頂板在下降距離為z時,有氣體壓縮方程可知,P0V0=PZVZ,其中P0、V0為頂板垮落前采空區氣體壓強及體積,V0=Hab,下降z時VZ=(H-Z)ab,則有

頂板垮落過程中,在t時刻的壓縮體積為:

假設頂板壓縮氣體全部有回風巷進行排出,采空區瓦斯分布均勻,濃度為c1,進風巷為無瓦斯風流,斷面面積A1,風流速度v1,回風巷巷道斷面面積A2,風流速度風速為v2,采空區壓縮氣體與進風巷風流混合后流向回風巷,假設采空區及回風巷氣體密度相同,則根據可壓縮氣體的連續性(質量守恒)方程在時間t時刻,流經回風巷氣體體積為:

則涌出瓦斯總量為VZc1,回風巷瓦斯濃度為c2,則:

將式(4)帶入(6)可得(7):

公式中,頂板垮落過程是一個變加速過程,其速度是與頂板面積、采空區高度、頂板載荷、頂板下落位置以及氣體壓強5個因素相關的函數,想要直接求出vZ再求出瓦斯涌出情況是十分困難的,可通過數值模擬的方法進行計算分析。

2 堅硬頂板垮落下的采空區瓦斯運移模擬

本文以大同塔山煤礦堅硬頂板綜放工作面的布置情況為例,建立模型分析頂板垮落沖擊作用下的采空區瓦斯運移。

2.1煤層及瓦斯涌出概況

塔山煤礦設計生產能力1 500萬t/a,目前開采的3-5#煤層平均煤厚12 m,屬特厚煤層,煤層瓦斯含量1.78 m3/t。礦井采用綜放低位放頂煤一次采全高的方法,采煤厚度3.5 m,放煤厚度8.5 m,通風采用一進兩回的通風方式,進風風量為3 200 m3/min,回風風量為2 200 m3/min,高抽巷風量為1 000 m3/min。當前礦井工作面正常回采期間絕對瓦斯涌出量保持在30 m3/ min~50 m3/min之間,瓦斯涌出異常期間,工作面絕對瓦斯涌出量可達到50 m3/min~75 m3/min之間,甚至更高。3-5#煤層頂板中存在近距離且厚度相差較大的堅硬頂板,下層堅硬頂板厚度4 m,上層堅硬頂板厚度20 m,兩層堅硬頂板之間夾4 m厚的2#煤層。堅硬巖層的普氏硬度為Ⅳ甲類,屬相當堅硬巖石,頂底板巖層柱狀圖如圖2所示。

圖2 巖層柱狀

2.2堅硬頂板垮落規律

通過平板理論[8-9]計算可知,塔山下層堅硬頂板斷裂步距為37.8 m,上層堅硬頂板斷裂步距為69.4 m,由現場檢測可知,工作面推進到35 m~40 m時,下層堅硬頂板垮落,推進到60 m~70 m左右時,兩層堅硬頂板可能呈現整體回轉垮落現象,并有明顯的大小來壓現象。頂板斷裂步距與大小來壓現象與現場觀測均較為一致。(見圖3)

圖3 支架工作阻力曲線

2.3堅硬頂板分層破斷頂板載荷計算

由煤層柱狀圖2,根據由關鍵層載荷[10]計算公式:

式中E1——第i層的彈性模量;hi——第i層的厚度;γi——第i層的容重;n——關鍵層所控巖層數;即q為全部(n層)控制巖層的自重載荷。則頂板巖層的力學模型如圖4。

圖4 頂板巖層的力學模型

其中q1為下層堅硬頂板所受單位面積載荷,q2為上層堅硬頂板所受單位面積載荷。根據巖層柱狀圖及關鍵層理論知上堅硬頂板控制高度達54.1 m,至砂質泥巖層,下堅硬頂板控制高度即為2#煤層厚度,為4 m。

由煤巖層力學參數通過公式(8)計算出q1=0.158 MPa,q2=1.85 MPa。

2.4計算模型及參數

根據煤層頂板巖性以及垮斷步距運用comsol軟件計算塔山煤礦8214綜放工作面采空區三維狀態下頂板垮落后采空區多孔介質孔隙瓦斯壓力變化及瓦斯濃度變化,梁運濤等[10]建立了垮落帶介質孔隙率和滲透率的非均勻連續分布模型,分析可知,采空區初始孔隙率設置為0.4,由1.2章分析可知,設下層堅硬頂板垮斷步距40 m,上層堅硬頂板垮斷步距70 m,根據現場實際建立模型,模型只考慮采空區瓦斯涌出情況,忽略工作面煤壁瓦斯涌出狀況:下層堅硬頂板破斷(圖5):頂板垮落后作用于采空區上部載荷為0.158 MPa,采空區高度12 m,工作面進風3 200 m3/min;上層堅硬頂板破斷(圖6):頂板垮斷后作用于采空區上部載荷為1.85 MPa,采空區高度20 m,工作面進風3 200 m3/min。

圖5 下層堅硬頂板垮落作用采空區計算模型

圖6 上層堅硬頂板垮落作用采空區計算模型

2.5計算結果及分析

通過分析可知,頂板垮落的沖擊力主要是在一定時間內改變采空區的瓦斯流場狀態,而采空區瓦斯流場狀態決定著回風巷以及上隅角瓦斯濃度的變化,所以對采空區在頂板垮落沖擊力作用下的瓦斯流場進行研究有著重要意義。根據以上假設條件以及控制方程,通過數值計算可以得到采空區在頂板垮落影響下的不同時間的瓦斯濃度分布圖,如圖7所示。

2.5.1下層堅硬頂板垮斷采空區瓦斯涌出計算結果

圖7 計算模型在不同時刻的瓦斯濃度分布

圖8 頂板垮落沖擊作用后高抽巷、上隅角及回風巷瓦斯濃度變化曲線

2.5.2上層堅硬頂板垮斷采空區瓦斯涌出計算結果

圖9 計算模型在不同時刻的瓦斯濃度分布

圖10 頂板垮落沖擊作用后高抽巷、上隅角及回風巷瓦斯濃度變化曲線

由圖7、圖9可以看出頂板垮落瞬間對采空區造成擠壓,使采空區瓦斯在風流作用下向回風巷以及高抽巷一側運移,由于上隅角處于風流盲區,在無采取防超措施下瓦斯濃度最先增大,結合圖8、圖10瓦斯濃度變化曲線,可以看出,頂板垮落造成瓦斯濃度在短時間內急劇增大然后減小,與頂板的垮落呈現一定的相關性,在頂板垮落8 s~12 s時間內瓦斯濃度達到最高,隨即迅速降低,維持時間較短;回風巷瓦斯濃度變化延后上隅角,在20 s范圍內達到最高,由于風流稀釋作用,濃度低于上隅角;而高抽巷瓦斯濃度逐漸增大,在頂板垮落47 s~53 s時間內瓦斯濃度達到最高,高抽巷瓦斯濃度普遍保持較高狀態,且瓦斯濃度變化較緩慢,分析可知,采空區瓦斯主要通過高抽巷進行排放。

對比圖8、圖10兩層頂板垮落瓦斯濃度變化曲線,下層堅硬頂板斷裂后,監測點最大濃度上隅角為4.8%回風巷為3.4%,高抽巷為5.6%;上層堅硬頂板破斷后,監測點最大濃度上隅角濃度為9.3%,回風巷為6.1%,高抽巷為8.3%;結合公式(7)可以看出,回風側瓦斯濃度與頂板面積、頂板載荷呈現正相關性,上層寬厚頂板破斷更容易造成瓦斯災害,其中,上隅角瓦斯濃度變化最為明顯。

由于現場已對上隅角及回風巷進行了防瓦斯超限處理,瓦斯濃度變化不明顯,高抽巷由于位置的原因受人為因素影響較小,能夠很好的反應采空區瓦斯涌出變化,同時支架阻力的變化能夠較好的反映頂板圍巖活動,高抽巷瓦斯濃度與支架加權平均阻力對應關系如圖11所示。根據現場高抽巷檢測數據與模擬計算結果進行對比,具有很好的統一性。

圖11 高抽巷瓦斯濃度與支架加權平均阻力對應關系

由圖11可知,支架加權平均阻力呈現大小周期變化,大周期為11天~13天(按日推進度5.6 m計算,即對應步距61.6 m~72.8 m),小周期6天~7天(對應步距33.6 m~39.2 m),與計算頂板垮落步距相吻合,同時對應高抽巷瓦斯濃度變化,亦呈現大小周期變化,其變化周期與支架阻力變化相一致,很好的反映上下層頂板垮斷下的瓦斯涌出關系,其中大周期最大濃度可達7.9%,根據高抽巷風量1 000 m3/min計算,采空區瓦斯涌出將大于79 m3/min,小周期最大濃度可達6.1%,采空區瓦斯涌出將大于61 m3/min,且與模擬計算結果最大瓦斯濃度相對應,對頂板垮落下的采空區瓦斯運移模型進行了驗證。

3 結論

1、結合空氣動力學理論及牛頓第二定律,建立了頂板垮落—瓦斯涌出的耦合模型,分析了瓦斯涌出與頂板載荷、采空區高度、頂板面積等影響因素的關系;

2、運用多物理場耦合計算揭示了頂板垮落沖擊作用下的采空區瓦斯動態運移規律,對比兩種工況下的監測點瓦斯濃度變化曲線,頂板垮落時采空區瓦斯涌入工作面上隅角和高抽巷,其中在上層頂板垮落時,瓦斯濃度明顯增大,上隅角瓦斯濃度突增幅度尤為明顯,因此對采空區及上隅角瓦斯應重點治理,結合理論公式以及塔山頂板狀況,分析可知采空區體積、頂板面積及載荷與瓦斯濃度變化呈現一定的正相關性;

3、現場實測支架阻力及高抽巷瓦斯濃度變化,瓦斯濃度變化與支架阻力相吻合,均呈現大小周期變化,且其變化步距與頂板垮落步距一致,對頂板垮落下的采空區瓦斯運移模型進行了驗證,同時,可通過高抽巷瓦斯濃度變化反映頂板的運動狀況。

參考文獻

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Study on the Influence on Gas Emission in Extreme Thick coal Seam Working Face of the Hard Roof Movement

Lu Yiyu1,2Xia Binwei1,2Guo Shijie1,2
(1.State Key Laboratory for Coal Mine Disaster Dynamics and Control,Chongqing University,Chongqing 400044;2.National and Local Joint Engineering Laboratory of Gas Drainage in Complex Coal Seam,Chongqing University,Chongqing 400044)

Abstract:Aiming at the problem of gas abnormal emission from roof movement,based on Newton secondary law and air dynamics principle,analyzed the relationship between gas emission and roof load,height of goaf,roof area and other factors,the model of gas emission with roof caving was built. In this paper,the 8214 working face of Erpan in Tashan was selected to analyze the gas emission law in the goaf under the overlying strate with the aid of COMSOL multi-physical field coupling software;The result shows that when the layered roof rock caving,the most of mining goaf gas will be poured into the working face corner and the high pumping lane,the gas concentration in the short time increases sharply and then decreases,and the amount of emission is directly related to the roof load,the height of the mined out area and the area of the roof;Hard roof caving upper caused more gas emission than the lower,and the upper corner gas concentration change is obvious.

Key words:extra thick coal seam;hard top slab;top slab caving;the pressure of working face;gushing gas

中圖分類號TD712

文獻標識碼A

文章編號1000-4866(2016)03-0001-05

基金項目:長江學者和創新團隊發展計劃資助(IRT13043);國家自然科學基金項目(51374258);國家自然科學基金項目(51104191)

作者簡介

盧義玉,男,教授,博士生導師,長江學者特聘教授,煤礦災害動力學與控制國家重點實驗室主任,重慶大學資源及環境科學學院副院長。

收稿日期:2016-06-01

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