白龍山煤礦10201工作面合理擋風簾長度確定

崔傳發

(鄭州信息科技職業學院 建筑工程學院，河南 鄭州 450000)

0 引言

采空區漏風是工作面安全回采的重要隱患之一[1]。采空區漏風不僅會導致工作面有效風量降低、上隅角瓦斯濃度增加、溫度上升，同時也是引發采空區煤自燃的必要條件，嚴重危及井下作業人員的生命安全[2-3]。設置擋風簾具有成本低、易操作等特點，成為最常見的防治采空區漏風的方法。王小龍[4]、邢紀偉等[5]針對上隅角瓦斯超限問題，提出通過設置擋風簾來減小工作面漏風，從而降低上隅角瓦斯濃度。陳亞忠[6]通過現場實測吊掛擋風簾前后的工作面風量和瓦斯體積分數，發現掛簾后二者降幅分別為88.5%，76.2%。王云龍等[7]利用有限元法對采空區進行數值模擬，得出設置擋風簾可減小采空區自燃危險區域的寬度。高建良等[8]研究了擋風簾長度對采空區瓦斯和自燃“三帶”分布的影響，結果表明，隨著擋風簾長度增加，采空區瓦斯濃度增加，采空區進風側自燃氧化帶逐漸向工作面移動，采空區中部自燃氧化帶的寬度明顯減小。張學博等[9]研究發現擋風簾可使“U+L”型通風工作面采空區瓦斯濃度上升，采煤機附近瓦斯濃度降低。

白龍山煤礦10201工作面漏風嚴重且上隅角瓦斯濃度偏高，本文以該工作面為研究背景，利用Fluent軟件模擬不同擋風簾長度下采空區流場，分析擋風簾長度對工作面漏風、工作面瓦斯濃度、采空區瓦斯分布及自燃氧化帶范圍的影響規律，從而確定工作面合理擋風簾長度，并對掛簾前后工作面風量及上隅角瓦斯和一氧化碳濃度進行現場考察。

1 采空區流場數學模型

1.1 基本假設

模型中流體視為不可壓縮流體；采空區視為各向同性的多孔介質；采空區氣體流動符合達西定律，擴散運動遵循菲克定律；忽視采空區溫度和非定常因素對流場的影響。

1.2 采空區氣體流動控制方程

(1)質量守恒方程。當不考慮流體密度的變化時，多孔介質滲流場質量守恒方程為

(1)

式中：ρ為采空區氣體密度，kg/m3；vi為i(i=x，y，z)方向滲流場達西速度分量，m/s；Sm為質量源項，kg/(m3·s)。

(2)動量守恒方程。定常流動動量守恒方程在一個慣性參考系(沒有加速度)內可表示為

(2)

式中：μ為流體的動力黏度，N·s/m2；p為采空區內靜壓力，Pa；Si為i方向動量源項，N/m3。

(3)組分輸運方程。對于定常流場，采空區氣體組分輸運方程為

(3)

式中：ωj為組分j的質量分數；Dj為組分j的擴散系數，m2/s；Fj為組分j的生產率，1/s。

1.3 多孔介質模型

在Fluent中，使用以經驗假設為主的流動阻力即動量源項來表征多孔介質屬性，對于各向同性多孔介質，動量源項包括黏性損失項(式(4)中等號右邊第一項)和慣性損失項(式(4)中等號右邊第二項)。

(4)

(5)

(6)

式中：α為滲透性系數，m2；C為慣性阻力系數，1/m；v為滲流場達西速度，m/s；dp為介質調和平均粒徑，m；n為孔隙率。

2 采空區物理模型

2.1 基本假設

在數值模擬中忽略工作面的采煤機、刮板輸送機等設備，對工作面、采空區進行以下簡化：忽略礦井周期來壓等特殊情況，只考慮通風、高抽巷抽采及擋風簾對采空區漏風規律及自燃“三帶”的影響；在不影響工程精度及基本規律的前提下，為了建模方便，將采空區簡化為梯臺體，將進風巷、回風巷、高抽巷空間視為長方體；將液壓支架視為只有慣性損失項的多孔介質；假設已進入采空區部分的高抽巷未發生坍塌；認為設置擋風簾后，擋風簾部分不存在漏風。

2.2 物理模型

白龍山煤礦10201工作面開采的C7+8號煤層屬于高瓦斯自燃煤層，工作面內煤層平均有益厚度為4.65 m，夾矸平均厚度為0.57 m，煤層厚度穩定，可采性指數為1。工作面傾向平均長219.2 m，設計風量1 200 m3/min，在回風巷上方25 m內錯30 m位置施工有3 m×3 m高抽巷用于工作面卸壓瓦斯治理，結合埋管抽采治理上隅角瓦斯，高抽巷抽采流量為48 m3/min，埋管抽采流量為36 m3/min。根據采煤工作面實際情況，利用SCDM軟件建立回采工作面采空區物理模型，參數見表1，并利用ICEM對模型進行結構化網格劃分，如圖1所示。

表1 模型參數

圖1 采空區物理模型及網格劃分

2.3 邊界條件及參數設置

(1)邊界類型設置。進風巷入口邊界條件為速度入口，風速設為1.33 m/s；回風巷、高抽巷和埋管抽采出口邊界條件為自由出口；工作面與采空區交界面分為2個部分，設置擋風簾部分為固壁邊界，未設置擋風簾部分為內部邊界；其余邊界設為默認固壁邊界。

(2)多孔介質參數設置。根據采空區“O”形圈理論[10]，可近似擬合出采空區垮落碎脹系數[11]：

KP=KP,min+(KP,max-KP,min)×

exp(-a1l1(1-exp(-ξ1)a0l0))

(7)

式中：KP,min為壓實后的垮落碎脹系數，取1.15；KP,max為初始垮落碎脹系數，取1.5；a0，a1分別為距離固壁和工作面的衰減率，分別取0.268，0.036 8；l0，l1分別為采空區任意點距固壁和工作面邊界的距離，m；ξ1為控制“O”形圈模型分布形態的調整數(應小于1)，取0.233。

采空區孔隙率為

(8)

(3)源項設置。工作面瓦斯源項主要包括工作面瓦斯涌出和采空區遺煤瓦斯涌出，分別為14.7，24.9 m3/min。假設工作面和采空區瓦斯為均勻涌出，采空區3 m以上巖層無瓦斯涌出和氧氣消耗，瓦斯密度取0.716 7 kg/m3，則工作面瓦斯質量源項為3.326×10-5kg/(m3·s)，采空區瓦斯質量源項為2.048×10-6kg/(m3·s)。

在不考慮溫度變化時，氧氣源項即遺煤耗氧速率。

ε=-ρO2λ(c-c0)

(9)

式中：ε為遺煤耗氧速率，kg/(m3·s)；ρO2為氧氣密度，取1.429 kg/m3；λ為與溫度和煤樣有關的實驗常數，取7.436×10-6s-1；c為氧氣體積分數；c0為遺煤氧化所需最低氧氣體積分數，取2%。

3 數值模擬結果分析

3.1 工作面風量及瓦斯濃度變化

擋風簾長度對工作面風量的影響如圖2所示，其中ΔQ為漏風量，“+”代表漏入工作面，“-”代表漏出工作面。可看出在工作面距進風巷0～170 m范圍內工作面風量逐漸減小，在170 m至工作面回風口范圍內，采空區向工作面涌出瓦斯風流，工作面風量逐漸增大；在工作面距進風巷0～80 m范圍內，工作面風量隨擋風簾長度增加而逐漸增加；在工作面距進風巷80 m之后，擋風簾長度對工作面風量的影響較小；在工作面距進風巷170 m處工作面風量最小，不同擋風簾長度下最大漏風量均為125 m3/min，進回風巷風量均相差83 m3/min。

圖2 不同擋風簾長度下工作面風量變化曲線

擋風簾長度對工作面瓦斯濃度的影響如圖3所示。可看出工作面進風側設置擋風簾可有效降低工作面瓦斯濃度；在工作面距進風巷0～190 m范圍內，隨著擋風簾長度增加，工作面瓦斯濃度逐漸下降；在工作面距進風巷190～220 m范圍內，是否設置擋風簾對該區域瓦斯濃度影響較大，而擋風簾長度對瓦斯濃度影響較小；當擋風簾長度為0即不設置擋風簾時，工作面上隅角最大瓦斯體積分數為0.42%，設置5 m擋風簾后上隅角最大瓦斯體積分數降至0.37%，降幅達12%左右，當擋風簾長度增加至10，15，20 m時，擋風簾長度對上隅角最大瓦斯濃度影響不大。

圖3 不同擋風簾長度下工作面瓦斯濃度變化曲線

3.2 采空區瓦斯分布

不同擋風簾長度下采空區瓦斯分布云圖如圖4所示。從走向上來看，采空區瓦斯濃度整體上隨采空區深度增加逐漸上升，由于高抽巷和上隅角埋管的抽采作用，在采空區回風側存在一個瓦斯聚集區，瓦斯體積分數達30%左右；從傾向上來看，采空區回風側瓦斯濃度整體上大于采空區進風側；擋風簾長度對采空區瓦斯分布規律的影響較小。

(a)擋風簾長度0 m

不同擋風簾長度下采空區進風側和回風側瓦斯濃度變化曲線如圖5所示。由采空區進風側瓦斯濃度變化曲線可看出，在采空區深度為0～140 m范圍內，采空區進風側瓦斯濃度隨擋風簾長度增加逐漸升高，這是由于擋風簾可有效降低進風側漏風量，漏風量越小對采空區瓦斯的稀釋作用就越弱；在采空區深度為140～220 m范圍內，采空區進風側瓦斯濃度隨擋風簾長度增加呈先升高后降低的趨勢，當擋風簾長度為10 m時，該區域瓦斯體積分數最高可達23%左右。由采空區回風側瓦斯濃度變化曲線可看出，在采空區深度為0～10 m范圍內，采空區回風側瓦斯濃度因上隅角埋管抽采作用而快速降低，受擋風簾長度影響較小；在采空區深度為10～130 m范圍內，擋風簾長度為0時，采空區回風側瓦斯濃度最高，而當擋風簾長度分別為5，10，15，20 m時，采空區回風側瓦斯濃度隨擋風簾長度增加呈先升高后降低的趨勢，擋風簾長度為20 m時，采空區回風側瓦斯濃度最小；在采空區深度為130～170 m范圍內，采空區回風側瓦斯濃度與擋風簾長度并無明顯關系；在采空區深度為170～220 m范圍內，采空區回風側瓦斯濃度隨擋風簾長度增加呈先升高后降低的趨勢，當擋風簾長度為10 m時采空區回風側瓦斯濃度最大，當擋風簾長度為0時采空區回風側瓦斯濃度最小。

圖5 不同擋風簾長度下采空區兩側瓦斯濃度變化曲線

3.3 采空區自燃氧化帶

采空區自燃“三帶”劃分指標有采空區內部漏風風速、氧氣體積分數和測點升溫特征3種，其中氧氣體積分數指標因其數據準確、可操作性強、代價低等優點而被廣泛使用，因此本文選擇氧氣體積分數指標來劃分采空區自燃“三帶”，即氧氣體積分數大于18%為散熱帶，氧氣體積分數在10%～18%之間為氧化帶，氧氣體積分低于10%為窒息帶[12-13]。

不同擋風簾長度下采空區氧氣分布云圖如圖6所示。可看出采空區自燃氧化帶即氧氣體積分數為10%～18%區域呈條帶狀；采空區進風側和回風側自燃氧化帶向采空區深部凸起，且采空區回風側自燃氧化帶寬度大于進風側。

(a)擋風簾長度0 m

不同擋風簾長度下采空區進風側和回風側氧氣濃度變化曲線如圖7所示。根據氧氣體積分數指標，可劃分出不同擋風簾長度下采空區進風側和回風側自燃氧化帶范圍，見表2。

圖7 不同擋風簾長度下采空區兩側氧氣濃度變化曲線

表2 不同擋風簾長度下采空區自燃氧化帶劃分

從表2可看出，采空區回風側自燃氧化帶寬度整體大于采空區進風側，這是由于高抽巷和上隅角埋管抽采的擾動效應使得采空區回風側漏風流局部加速，自燃氧化帶寬度有所增加；采空區回風側進入自燃氧化帶的時間較采空區進風側早；在進風側設置擋風簾使得采空區進風側自燃氧化帶寬度變大，而采空區回風側自燃氧化帶寬度減小；當擋風簾長度分別為5，10，15，20 m時，采空區進回風側自燃氧化帶寬度隨擋風簾長度增加呈先增大后減小的趨勢，且均在擋風簾長度為15 m時自燃氧化帶寬度最大；隨著擋風簾長度增加，采空區進風側自燃氧化帶逐漸向工作面靠近，即進入自燃氧化帶時間變早，而擋風簾長度對采空區回風側自燃氧化帶的影響主要體現在進入自燃氧化帶的位置，但并無明顯規律。

4 現場應用效果

根據數值模擬結果發現，擋風簾對工作面風量和瓦斯濃度影響較大，對采空區瓦斯濃度和自燃氧化帶的影響較小。考慮到擋風簾越長則實施難度越大，在保證有效降低上隅角瓦斯濃度的前提下，盡量減小擋風簾長度，確定在白龍山煤礦10201工作面進風側布置5 m擋風簾，略大于進風巷寬度，如圖8所示。

圖8 白龍山煤礦10201工作面擋風簾布置

為驗證白龍山煤礦10201工作面進風側擋風簾的應用效果，在擋風簾布置前后，對工作面進行風量測定和上隅角瓦斯及一氧化碳濃度監測。

風量測定共布置10個測點，測定結果如圖9所示。可看出在布置5 m擋風簾后，工作面距進風巷0～86 m范圍內風量有明顯增加，工作面距進風巷約5 m處風量增加60 m3/min；在工作面距進風巷86 m之后風量變化不大；在工作面距進風巷167 m處工作面風量最小。

圖9 掛簾前后風量對比

從2018年10月5日至11月4日，對工作面上隅角瓦斯及一氧化碳濃度進行為期30 d的監測，監測值均取早中晚三班最大值，結果如圖10所示。可看出在設置擋風簾前，瓦斯體積分數平均值為0.602%，一氧化碳體積分數平均值為2.46%；于2018年10月15日布置擋風簾后，瓦斯體積分數平均值為0.521%，降幅達13.5%，一氧化碳體積分數平均值為2.26%，降幅為8.1%。

圖10 上隅角瓦斯和一氧化碳體積分數變化曲線

5 結論

(1)在工作面距進風巷0～80 m范圍內，工作面風量隨擋風簾長度增加而逐漸增加，而在工作面距進風巷80 m之后，擋風簾長度對工作面風量的影響較小；當不設置擋風簾時，工作面上隅角最大瓦斯體積分數為0.42%，而設置5 m擋風簾后上隅角最大瓦斯體積分數降至0.37%，降幅達12%左右，當擋風簾長度增加至10，15，20 m時，擋風簾長度對上隅角最大瓦斯濃度影響不大。

(2)擋風簾可降低采空區回風側淺部和中部(采空區深度小于130 m)的瓦斯濃度，進而減小采空區瓦斯向工作面涌出，而對于采空區進風側和回風側深部(采空區深度大于170 m)區域，擋風簾會使瓦斯濃度上升。

(3)在進風側設置擋風簾會使采空區進風側自燃氧化帶寬度變大，而采空區回風側自燃氧化帶寬度減小；隨著擋風簾長度增加，采空區進風側自燃氧化帶逐漸向工作面靠近，即進入自燃氧化帶時間變早，而擋風簾長度對采空區回風側自燃氧化帶的影響主要體現在進入自燃氧化帶的位置，但并無明顯規律。

(4)在白龍山煤礦10201工作面進風側布置5 m擋風簾，增加了工作面有效風量，瓦斯體積分數平均值為0.521%，降幅達13.5%，一氧化碳體積分數平均值為2.26%，降幅為8.1%，降低了上隅角瓦斯超限和采空區自然發火的危險性。