王紅梅,金珠鵬,趙善友,李俊志,翟光順,侯灃峻
(1.山東省深部沖擊地壓災害評估工程實驗室,山東 濟南 250104; 2.山東省煤田地質局第四勘探隊,山東 濰坊 261201;3.黑龍江科技大學 礦業工程學院,黑龍江 哈爾濱 150027; 4.山東省煤田地質規劃勘察研究院,山東 濟南 250104)
隨著高瓦斯礦井產能的增大,基本通風系統將無法滿足工作面瓦斯治理的要求,因此多種瓦斯抽放技術被應用于治理采空區瓦斯[1-2]。開采深度的增加導致地熱和巖石壓力增高,從而導致煤自燃風險增大[3-5]。此外,瓦斯抽放技術的應用將會導致采空區流場高度復雜,從而導致采空區出現較大程度的漏風,進而導致煤自燃風險性增高[6]。
高抽巷瓦斯抽放技術因其具有良好的抽放性能而在高瓦斯礦井中得到廣泛應用,但其對煤自燃影響的研究較少[7-8]。筆者基于CFD軟件對不同抽放速率條件下瓦斯抽放效果和采空區氧化帶寬度進行風險評估,進而為后續工作面回采過程中抽放速率的優化調整提供參考依據。
同煤集團塔山礦13190工作面主采的23號煤層厚度約為16 m,采用綜采放頂煤的開采方式,開采高度為2.6 m,放頂煤高度超過12.0 m,工作面平均埋深超過600 m。13190工作面絕對瓦斯涌出量約為22.4~32.5 m3/min,主采23號煤層易自燃,且最短自然發火期為30 d。采用高抽巷抽放瓦斯的方式來控制采空區內瓦斯含量,且高抽巷布置于覆巖斷裂帶內(距離煤層頂板30 m),與回風平巷水平間距為20 m。所建立的三維數值模型如圖1所示。

圖1 CFD三維數值模型
模型的長×寬×高=185 m×300 m×60 m,進風平巷和回風平巷的長度為15 m,巷道橫截面的寬×高=4.0 m×3.3 m。CFD數值模型中的相關參數設置如表1所示。

表1 模型邊界和參數設置
注:u表示布林克曼速度矢量,m/s;v表示納維—斯托克斯速度矢量,m/s。
納維—斯托克斯方程[9]可以用來描述管道中的瓦斯流動狀態,高抽巷和回采工作面均可被視作管道,相應的瓦斯流動控制方程可用下式表示:
▽μ·[▽v+(▽v)T]-▽p=ρv·▽v
(1)
式中:μ為瓦斯動力黏度,Pa·s;p為瓦斯壓力,Pa;ρ為空氣密度,kg/m3。
回采工作面后方采空區充填體中分布有大量的裂隙和孔洞,瓦斯在采空區內的流動可被視作介于達西滲流和納維—斯托克斯滲流之間的過渡流態[10-11]。關于采空區內瓦斯流量控制方程可用下式表示:
(2)
式中:k為多孔介質的滲透率,m2;n為孔隙率。
滲透率k是關于孔隙率n的函數,使用Blake-Kozeny公式可表示如下:
(3)
式中Dp為調和平均粒徑,m。
孔隙率n可由采空區壓實膨脹系數Kp計算得到,具體公式如下:
(4)
根據工作面開采壓力可知,Kp滿足負指數衰減規律,滿足如下公式:
(5)

為了模擬氧化帶的形態,可以通過傳質方程求解回風平巷瓦斯抽放期間采空區O2體積分數的分布規律。氧氣在多孔介質中的傳質可表示為:
(6)
式中:φ為采空區O2體積分數;D為采空區氧氣擴散系數;w為氧氣傳輸過程中的來源或去向。
瓦斯災害防治與煤自燃防治機制往往是存在矛盾的,為了提高采空區瓦斯抽放效果,需要提高高抽巷抽放速率,而這將會導致漏風量增加,不利于防治煤自燃;另一方面,雖然減小抽放量可以降低煤自燃風險,但往往會造成工作面瓦斯超限。因此,采空區復合型災害防治不僅要考慮煤自燃危險區域的劃分,還要考慮通風稀釋瓦斯的安全性。
回風平巷及上隅角CH4體積分數可作為評價工作面瓦斯超限的依據。不同抽放速率(120、180、240、300 m3/min)時回風平巷及上隅角CH4體積分數分布云圖如圖2所示。


圖2 不同抽放速率下采空區CH4體積分數分布云圖
由圖2可知,當高抽巷瓦斯抽放速率為120 m3/min時,上隅角發生瓦斯積聚,此時CH4體積分數超過1%,違反了我國有關煤炭開采的安全規定。當高抽巷抽放速率小于120 m3/min時,工作面瓦斯超限的風險將進一步增大,而當高抽巷抽放速率為180、240、300 m3/min時,可保證通風稀釋瓦斯的安全性。
采空區氧化帶的分布受漏風量的變化影響,因此在高抽巷不同抽放速率下的漏風量能直觀地反映采空區煤自然發火危險程度。通過研究高抽巷瓦斯抽放速率為180、240、300 m3/min時工作面風量的分布情況,以得到漏風量的變化特征,如圖3所示。

(a)風量分布

(b)漏風量變化
由圖3(a)可知,由于高抽巷抽放速率的不同,導致工作面風量的分布也不同。首先,由于采空區漏風導致風量減小,隨后由于采空區瓦斯涌出而風量增大。隨著高抽巷抽放速率的提高,導致工作面風量下降趨勢加劇。此外,漏風量沿工作面分布不均勻,在0~40 m范圍內漏風量較大。由圖3(b)可以看出,根據工作面風量最小值和位置情況,得到了高抽巷不同抽放速率下的漏風量變化特征,工作面漏風區域隨著最小風量位置向回風平巷方向移近而擴大。此外,隨著高抽巷抽放速率的提高,漏風量逐漸增大。
根據指數函數得到了漏風量與瓦斯抽放速率之間的關系式:
(7)
式中:ΔQ為工作面至采空區的漏風量,m3/min;Qd為高抽巷抽放速率,m3/min。
隨著高抽巷抽放速率的提高,工作面漏風區域的擴張呈近似線性,可表示為:
d=57+0.425Qd
(8)
式中d表示進風平巷至最小風量位置的距離,m。
為了進一步對采空區進行風險評估,模擬得到了采空區O2體積分數的空間分布云圖,如圖4 所示。


圖4 不同抽放速率下采空區O2體積分數空間分布云圖
隨著瓦斯抽放速率的提高,高抽巷的含氧量增加,漏風逐漸向深部采空區擴展。為了確定危險區的范圍,選取采空區z=2 m截面位置的O2體積分數等值線,如圖5所示。


圖5 不同抽放速率下采空區O2體積分數等值線圖
氧化帶寬度是決定采空區煤自燃可能性的關鍵因素,根據采空區O2體積分數18%(d18%)和8%(d8%)輪廓線位置,得到氧化帶的分布情況。不同抽放速率下采空區氧化帶的最大寬度分布情況如圖6所示。

圖6 不同抽放速率下采空區氧化帶寬度
采空區氧化帶寬度應小于工作面推進速度與最短自然發火期的乘積[12-13]。13190工作面開采速度為2.3 m/d,最短自然發火期為30 d,因此當氧化帶寬度超過69 m時,不利于防止煤體自燃。由圖6可見,當高抽巷瓦斯抽放速率為240 m3/min或300 m3/min時,氧化帶寬度超過安全界限,因此,高抽巷的瓦斯抽放速率應設定為180 m3/min,以實現瓦斯超限與煤自燃的復合災害防治。
為了驗證數值模擬結果的準確性,在選定工作面推進過程中,通過改變負壓,將高抽巷抽放速率調整為180 m3/min,同時,通過束管監測可得到采空區O2體積分數隨工作面推進的變化規律。監測方案及其束管布置情況如圖7所示。

圖7 O2體積分數監測點布置平面圖
圖7中1#、2#、3#和4#測點布置間隔為10 m,靠近進風平巷側;5#、6#、7#和8#測點依次與1#~4#測點對稱布置,靠近回風平巷側。在工作面回采推進過程中獲得了4#和8#測點的O2體積分數變化情況,如圖8所示。
由圖8可以看出,當4#測點進入采空區內20 m時,O2體積分數為18%;沿工作面推進方向,在工作面后方77 m處O2體積分數下降至8%。在回風平巷附近,進入采空區10 m位置時8#測點的O2體積分數為18%;當O2體積分數為8%時,測點位于工作面后方64 m處。根據現場測量,氧化帶在采空區10~77 m內,氧化帶寬度為67 m(未超過安全閾值)。
抽放期間高抽巷內O2和CH4氣體體積分數變化曲線如圖9所示。

圖9 高抽巷內O2和CH4氣體體積分數變化曲線
由圖9可知:在測量期間,CH4體積分數為7.5%~12.4%,平均為9.67%;O2體積分數為11.6%~15.4%,平均為13.31%。與圖4(b)相比,高抽巷中的O2體積分數小于模擬值,但差異較小。
上隅角和回風平巷內CH4體積分數變化曲線如圖10所示。

圖10 上隅角和回風平巷內CH4體積分數變化曲線
由圖10可知:回風平巷CH4體積分數在0.14%~0.30%內波動,平均為0.22%;上隅角CH4體積分數為0.20%~0.59%,平均為0.38%。從圖2(b)中的模擬結果可以看出,回風平巷和上隅角的CH4體積分數分別為0.12%和0.24%。實測數據和模擬結果吻合度較高,驗證了CFD數值模擬結果的合理性。
采用SF6進行了工作面示蹤試驗[14-15],得到了現場風量沿工作面寬度方向的分布曲線,如圖11所示。

圖11 風量沿工作面寬度方向的分布曲線
由圖11可知:沿著工作面寬度方向在x=127 m處的最小風量為1 128 m3/min,漏風量為172 m3/min。數值模擬結果表明,沿著工作面寬度方向在x=130 m處的最小風量為1 130 m3/min,漏風量為170 m3/min。因此,現場實測的漏風特征與模擬結果相符。
1)采用CFD三維模型評價了高抽巷不同抽放速率下的瓦斯治理及煤自燃防治效果,數值模擬針對采空區CH4體積分數、漏風量變化和氧化帶分布進行了詳細的風險評估,并根據風險評價結果將高抽巷瓦斯抽放速率設定為180 m3/min。
2)隨著高抽巷抽放速率的提高,瓦斯治理效果逐漸提升,并且在抽放速率超過180 m3/min時能夠保證通風稀釋瓦斯的安全性。
3)高抽巷抽放速率的提高會增大漏風量,而漏風區域隨著最小風量點向回風平巷方向移近而擴大。同時漏風量增大使得氧化帶寬度增大,而煤自燃的可能性按氧化帶寬度進行分類,因此會導致煤自燃危險性增大。
4)通過CFD數值模擬結果與現場實測數據的對比分析,驗證了數值模擬對采空區復合災害風險評估的準確性。