不同通風(fēng)方式下回采工作面突出引發(fā)風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的危險性探討

趙中玲

(山西煤炭運(yùn)銷集團(tuán)陽泉有限公司，山西 陽泉 045000)

煤與瓦斯突出是突出礦井破壞力最為嚴(yán)重的災(zāi)害之一。采煤工作面發(fā)生突出后，突出瓦斯產(chǎn)生的風(fēng)流壓力是導(dǎo)致風(fēng)流發(fā)生變化的主要因素，并以波的形式輻射傳播。瓦斯突出源高強(qiáng)度氣流改變了礦井系統(tǒng)的風(fēng)流運(yùn)動，使回風(fēng)側(cè)巷道風(fēng)量產(chǎn)生“過流”現(xiàn)象，同時抑制了進(jìn)風(fēng)側(cè)巷道風(fēng)量，嚴(yán)重時甚至出現(xiàn)風(fēng)向逆流的現(xiàn)象，對礦井通風(fēng)安全造成極大的危害[1]。因此，分析研究突出礦井采區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)的安全可靠性，對改善突出礦井的通風(fēng)，提高礦井的防災(zāi)、抗災(zāi)能力有重要的現(xiàn)實意義[2]。

U型通風(fēng)和Y型通風(fēng)是突出礦井最常用的兩種通風(fēng)方式[3-4]。U型后退式通風(fēng)由于長距離通風(fēng)困難，通常適用于瓦斯涌出量不大的煤層[5]。對于突出礦井，在原有U型通風(fēng)方式下通過沿空留巷實現(xiàn)Y型通風(fēng)，可作為解決回采工作面上隅角瓦斯的一種新技術(shù)手段，在突出礦井工作面具有廣泛的應(yīng)用前景[6-7]。然而，對于Y型通風(fēng)，由于工作面的推進(jìn)會引起進(jìn)風(fēng)順槽、回風(fēng)順槽、沿空留巷等通風(fēng)線路長度的改變，為了保證通風(fēng)時風(fēng)流穩(wěn)定，通常需要在回風(fēng)線路上設(shè)置調(diào)節(jié)風(fēng)窗[8-9]。但是在回風(fēng)順槽設(shè)置調(diào)節(jié)風(fēng)窗時不符合《防治煤與瓦斯突出細(xì)則》第三十一條規(guī)定[10]：開采突出煤層時，工作面回風(fēng)側(cè)不得設(shè)置調(diào)節(jié)風(fēng)量的設(shè)施。該條主要是考慮到一旦發(fā)生突出事故，有毒有害氣體難以迅速排除，容易逆流侵襲進(jìn)風(fēng)系統(tǒng)，造成人員傷亡。因此，U型通風(fēng)與Y型通風(fēng)在突出礦井工作面應(yīng)用的優(yōu)越性目前尚不明確。

針對上述問題，本文將對U型通風(fēng)和偏Y型“一進(jìn)兩回”通風(fēng)下發(fā)生突出事故時風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的危險性進(jìn)行探討，研究結(jié)果將為突出礦井采煤工作面通風(fēng)方式的合理選擇提供理論依據(jù)。

1 回采工作面突出引發(fā)風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的危險性計算依據(jù)

本文以保安煤礦突出煤層回采工作面(圖1)為例進(jìn)行分析。15108綜采工作面走向長度1 100 m，先采用U型通風(fēng)方式，當(dāng)工作面推進(jìn)至距停采線200 m處后，開始試驗沿空留巷，對回風(fēng)順槽進(jìn)行了留巷。由于15108工作面采深為715～795 m，礦山壓力較大，考慮到留巷斷面較大情況下巷道難以維護(hù)，因此沿空留巷寬度較小。這使得進(jìn)風(fēng)順槽與回風(fēng)順槽的巷道斷面面積明顯大于沿空留巷斷面面積，如果采用偏Y型“兩進(jìn)一回”通風(fēng)方式，沿空留巷段的風(fēng)速將超限，因此，沿空留巷后選擇偏Y型“一進(jìn)兩回”通風(fēng)方式。

圖1 15108綜采工作面偏Y型“一進(jìn)兩回”通風(fēng)示意圖

假定工作面發(fā)生突出后瓦斯以恒定速率涌出巷道，以巷道斷面2為瓦斯突出位置為例，對發(fā)生突出后風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的危險性臨界條件進(jìn)行分析。在實際情況中，當(dāng)巷道斷面2的風(fēng)流前端，即巷道1-2內(nèi)發(fā)生突出，則突出臨界值減小，反之在巷道斷面2風(fēng)流后端，即巷道2-3內(nèi)發(fā)生突出，則突出臨界值增大。

1) 摩擦風(fēng)阻計算公式見式(1)。

(1)

2) 巷道風(fēng)速計算公式見式(2)。

va=Qa/Sa

(2)

3) 流體能量方程見式(3)。

(3)

4) 摩擦阻力定律見式(4)～式(6)。

不漏風(fēng)巷道見式(4)。

(4)

漏風(fēng)巷道見式(5)。

ha-b=Ra-bQaQb

(5)

調(diào)節(jié)阻力見式(6)。

(6)

式中：ha-b為巷道斷面a-b間的風(fēng)流能量差，Pa，當(dāng)風(fēng)流穩(wěn)定時等于摩擦阻力；ha為巷道斷面a位置調(diào)節(jié)引起的風(fēng)流能量變化，Pa；Ra-b、Rfa分別為巷道斷面a-b間、巷道斷面a位置調(diào)節(jié)的摩擦風(fēng)阻，Ns2/m8；αa-b為巷道斷面a-b間摩擦阻力系數(shù)，Ns2/m4；La-b為巷道斷面a-b間長度，m；Ua-b為巷道a-b斷面周長，m；Sa-b為巷道a-b斷面面積，m2；Qa-b、Qa分別為通過巷道a-b或巷道斷面a的風(fēng)量，m3/min；va為通過巷道斷面a的風(fēng)速，m/min；Pa為巷道斷面a的靜壓能，Pa；Pa-b為巷道斷面a與巷道斷面b的靜壓能差，Pa；ρa(bǔ)為巷道斷面a的風(fēng)流密度，kg/m3；g為重力加速度；Za為巷道斷面a的標(biāo)高，m。計算選取參數(shù)見表1。

2 U型通風(fēng)方式下巷道風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界條件及危險性分析

2.1 U型通風(fēng)方式風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界條件

當(dāng)采用U型通風(fēng)時，風(fēng)路示意圖如圖2所示，忽略局部阻力與巷道高差(位能差)的影響，根據(jù)單位體積流體的能量守恒[8-9]分析如下所述。

圖2 U型通風(fēng)方式

在正常通風(fēng)條件下，根據(jù)式(3)～式(6)計算可得，U型通風(fēng)巷道斷面1和巷道斷面4的靜壓能差計算見式(7)。

(7)

當(dāng)巷道斷面2發(fā)生瓦斯涌出量為Qw的突出時，根據(jù)式(3)～式(6)計算可得，巷道斷面2和巷道斷面4的靜壓能差計算見式(8)。

h2t-4=

R2-3(Q1-2+Qw)(Q3-4+Qw)+R3-4(Q3-4+Qw)2=

(8)

發(fā)生突出后，記巷道斷面1與巷道斷面2的位能差為ΔP=P1-P2t,則當(dāng)Δp>0時，巷道斷面1的位能大于巷道斷面2，進(jìn)風(fēng)順槽風(fēng)流方向正常；反之，當(dāng)Δp<0時，進(jìn)風(fēng)順槽發(fā)生風(fēng)流逆轉(zhuǎn)。因此，U型通風(fēng)時風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界條件為式(9)。

ΔP=P1-P2t=(P1-P4)-(P2t-P4)≤0

(9)

根據(jù)表1計算參數(shù)，將式(1)～式(8)帶入式(9)，可對U型通風(fēng)時不同工作面剩余長度l條件下的瓦斯突出時風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨臨界條件計算。

2.2 U型通風(fēng)下突出引發(fā)風(fēng)流逆轉(zhuǎn)危險性分析

U型通風(fēng)下突出引發(fā)風(fēng)流逆轉(zhuǎn)危險性計算結(jié)果如圖3所示，在U型通風(fēng)下，巷道斷面2突出后發(fā)生風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界突出瓦斯量隨工作面走向長度變短而降低，且降速逐漸加快。

圖3 U型通風(fēng)時風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界瓦斯突出量曲線

這表明，在工作面回采初期，工作面剩余長度較長時，進(jìn)風(fēng)順槽1-2長度較長，巷道斷面1與巷道斷面2風(fēng)流能量差較大，發(fā)生突出后風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的危險性較小。隨著工作面持續(xù)推進(jìn)，進(jìn)風(fēng)順槽1-2長度變短，巷道斷面1與巷道斷面2風(fēng)流能量差減小，突出后發(fā)生風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的危險性也迅速增加。

3 偏Y型“一進(jìn)兩回”通風(fēng)下巷道風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界條件及危險性分析

3.1 巷道風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界條件

當(dāng)采用偏Y型“一進(jìn)兩回”通風(fēng)方式時，風(fēng)路示意圖如圖4所示。忽略局部阻力與巷道高差(位能差)的影響，根據(jù)單位體積流體的能量方程分析如下所述。

當(dāng)未發(fā)生煤與瓦斯突出時，根據(jù)式(3)～式(7)可得，巷道截面1和巷道截面3，巷道截面3和巷道截面4，巷道截面3和巷道截面5的風(fēng)流能量關(guān)系分別為式(10)～式(12)。

(10)

(11)

(12)

式中，Rf4、Rf5分別為回風(fēng)順槽3-4與沿空留巷3-5的調(diào)節(jié)風(fēng)阻，即通過在回風(fēng)順槽3-4或沿空留巷3-5設(shè)置調(diào)節(jié)風(fēng)窗(調(diào)風(fēng)設(shè)施)實現(xiàn)風(fēng)量調(diào)節(jié)。當(dāng)工作面從切巷開始進(jìn)行沿空留巷時，由于沿空留巷3-5通風(fēng)線路較短，相對來說通風(fēng)容易，而回風(fēng)順槽3-4由于通風(fēng)線路較長，通風(fēng)相對困難；隨著回采工作面的推進(jìn)，沿空留巷3-5長度(1 100-l)逐漸增加，通風(fēng)阻力增大且風(fēng)量減小，而回風(fēng)順槽3-4長度l逐漸變小，通風(fēng)阻力減小且風(fēng)量增大。

圖4 Y型通風(fēng)方式

因此，為了保證工作面回回采過程中沿空留巷3-5與回風(fēng)順槽3-4風(fēng)量穩(wěn)定，首先需要在沿空留巷3-5設(shè)置調(diào)節(jié)風(fēng)窗Rf5，且隨著回采工作面推進(jìn)不斷減小Rf5至0；然后再在回風(fēng)順槽3-4設(shè)置調(diào)節(jié)風(fēng)窗Rf4，隨著回采工作面推進(jìn)，Rf4由0不斷增大。

根據(jù)上述分析，記工作面推進(jìn)距離為l0時，Rf4=0，Rf5=0,即工作面推進(jìn)至調(diào)節(jié)風(fēng)窗轉(zhuǎn)換點。根據(jù)式(11)和式(12)可得式(13)。

(13)

(14)

當(dāng)Rf5>0，Rf4=0,即調(diào)節(jié)風(fēng)阻設(shè)置在沿空留巷3-5時，根據(jù)式(9)～式(11)可得式(15)。

(15)

根據(jù)式(14)和式(15)，即可對不同l0條件下的條件風(fēng)阻Rf4或Rf5進(jìn)行計算。

當(dāng)巷道斷面2發(fā)生瓦斯涌出量為Qw的突出后，根據(jù)式(3)和式(4)可得，巷道截面2和巷道截面3，巷道截面3和巷道截面4，巷道截面3和巷道截面5的風(fēng)流能量關(guān)系分別見式(16)～式(18)。

R2-3(Q1-2+Qw)(Q3+Qw)

(16)

(17)

(R3-5+Rf5)(Q3-5+Qw5)2

(18)

式中，Qw4、Qw5分別為突出后涌入回風(fēng)順槽3-4與沿空留巷3-5的瓦斯量，即式(19)。

Qw=Qw4+Qw5

(19)

發(fā)生突出后，記巷道斷面1與巷道斷面2的位能差為ΔP=P1-P2t,則當(dāng)Δp>0時，巷道斷面1與位能大于巷道斷面2，回風(fēng)順槽不發(fā)生風(fēng)流逆轉(zhuǎn)；反之，當(dāng)Δp<0時，則發(fā)生風(fēng)流逆轉(zhuǎn)。偏Y型“一進(jìn)兩回”通風(fēng)時風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界條件為式(20)。

ΔP=P1-P2t≤0

(20)

結(jié)合式(1)～式(6)及表1中計算參數(shù)，聯(lián)立式(10)～式(12)、式(14)～式(20)，即可對不同l0條件下工作面回采過程中風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界瓦斯瓦斯突出量Qw進(jìn)行解算。

3.2 工作面突出引發(fā)風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的危險性

對l0為300 m、450 m、600 m、750 m、900 m的5種調(diào)節(jié)風(fēng)阻設(shè)置方式下偏Y型“一進(jìn)兩回”風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界瓦斯瓦斯突出量Qw計算結(jié)果如圖5所示。在Y型通風(fēng)下，巷道斷面2突出后發(fā)生流逆轉(zhuǎn)臨界突出瓦斯量隨工作面剩余減短而呈近似線性降低。這表明，在回采初期，工作面剩余長度較長時，進(jìn)風(fēng)順槽1-2長度較長，巷道斷面1與巷道斷面2風(fēng)流能量差較大；且由于沿空留巷長度較短，有利于突出瓦斯排出，因此發(fā)生突出后風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的危險性較小。隨著工作面持續(xù)推進(jìn)，進(jìn)風(fēng)順槽1-2長度變短，沿空留巷長度增大，突出后發(fā)生風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的危險性也逐漸增加。

隨著工作面推進(jìn)需要對風(fēng)阻設(shè)置進(jìn)行調(diào)節(jié)，風(fēng)阻設(shè)置方式對風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界條件有一定影響。如圖6所示，通過比較Y型通風(fēng)時l0=300 m與l0=450 m、l0=600 m、l0=750 m、l0=900 m風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界瓦斯突出量差異，可知風(fēng)阻設(shè)置方式對風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界條件的影響規(guī)律。即在相同工作面剩余長度條件下，當(dāng)l0越小時，瓦斯更易從沿空留巷排出，因此瓦斯突出后風(fēng)流逆轉(zhuǎn)危險性越小。此外，在l0=300 m與l0=450 m、l0=600 m、l0=750 m、l0=900 m的風(fēng)阻轉(zhuǎn)換條件下，瓦斯突出后風(fēng)流逆轉(zhuǎn)危險性差異隨著工作面推進(jìn)先增大后減小。這是由于工作面推進(jìn)初期，沿空留巷長度較短，其在不同l0條件下瓦斯排出能力的差異較小；隨著工作面持續(xù)推進(jìn)，沿空留巷長度變長，其在不同l0條件下瓦斯排出能力的差異也增大；當(dāng)工作面剩余長度較短時，由于進(jìn)風(fēng)順槽1-2長度變短，不同l0條件下風(fēng)流逆轉(zhuǎn)危險性差異再次減小。

圖5 U型通風(fēng)時風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界瓦斯突出量曲線

圖6 Y型通風(fēng)時風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界瓦斯突出量差異

4 兩種通風(fēng)方式下回采工作面突出引發(fā)風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的危險性對比

為了更好地對比U型與偏Y型“一進(jìn)兩回”通風(fēng)方式對防止工作面瓦斯突出風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的優(yōu)劣，對不同風(fēng)阻轉(zhuǎn)換位置l0條件下兩種通風(fēng)方式發(fā)生風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的臨界瓦斯突出量差值曲線進(jìn)行分析(圖6)，二者差值隨工作面走向長度減小而降低。這表明，在回采初期工作面剩余長度較長時，由于Y型通風(fēng)條件下突出瓦斯易于從沿空留巷排出，因此其風(fēng)流逆轉(zhuǎn)危險性顯著低于U型通風(fēng)，且l0越小，沿空留巷排出瓦斯優(yōu)勢越明顯。隨著工作面推進(jìn)，沿空留巷長度增加，導(dǎo)流瓦斯的優(yōu)勢減弱，兩種通風(fēng)方式下風(fēng)流逆轉(zhuǎn)的危險性逐漸趨近。當(dāng)工作面剩余長度小于50 m時，Y型通風(fēng)方式下沿空留巷導(dǎo)流瓦斯的優(yōu)勢幾乎不存在，此時受回風(fēng)順槽調(diào)節(jié)風(fēng)阻的影響，風(fēng)流逆轉(zhuǎn)危險性略高于U型通風(fēng)。綜合對比分析，偏Y型“一進(jìn)兩回”通風(fēng)方式對于防止工作面瓦斯突出風(fēng)流逆轉(zhuǎn)比U型更具優(yōu)勢。

圖7 偏Y型“一進(jìn)兩回”通風(fēng)與U型通風(fēng)時風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界瓦斯突出量差值曲線

5 結(jié) 論

1) 在U型通風(fēng)方式下，發(fā)生風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界突出瓦斯量隨工作面剩余減短而降低，且降低速度逐漸加快。在Y型通風(fēng)方式下，發(fā)生風(fēng)流逆轉(zhuǎn)臨界突出瓦斯量隨工作面剩余減短而呈近似線性降低。

2) 在工作面推進(jìn)初期，與U型通風(fēng)相比，偏Y型“一進(jìn)兩回”通風(fēng)對防止工作面瓦斯突出風(fēng)流逆轉(zhuǎn)優(yōu)勢顯著，隨著工作面推進(jìn)長度增加，這一優(yōu)勢逐漸減弱。