程 濤
(山西焦煤汾西礦業集團公司 高陽煤礦, 山西 孝義 032306)
在U型通風的基礎上,增加尾巷排放瓦斯,是眾多高瓦斯礦井治理瓦斯超限的重要手段[1-2]. 增加尾巷負壓,經尾巷截流的漏風流也會增加,從回風上隅角漏出的高濃度瓦斯的漏風流將會減少,回風巷風排瓦斯的壓力明顯降低,同時尾巷的瓦斯濃度會顯著增高?;仫L巷有較多的人員、機電設備,而尾巷是專用排瓦斯巷,因此尾巷負壓適當增高是可行的。但隨著尾巷負壓的增高,進風測的漏風強度會增加,對自然發火防治形成不利影響[3-4]. 如何消弱甚至消除尾巷負壓調整對自然發火防治和瓦斯治理的影響,是值得研究并解決的問題。
隨著工作面向前推進和時間的推移,采空區的空隙率隨時發生變化。一般情況下,頂板巖層越堅硬,空隙率越大;礦壓越大空隙率越小;作用時間越長,空隙率就越小,反之就越大[5]. 空隙率為:
n=1-1/Kp
式中:
Kp—巖石及煤的碎脹系數。
由Blake-Kozeny公式,多孔介質的滲透率e為:
式中:
Dm—平均調和粒徑。
上述公式為FLUENT模擬中內部采用。
在石港煤礦11114工作面實際測得的數據的基礎上參考文獻[6]建立幾何模型,數值模擬分析模型的具體參數:計算區域為走向長200 m,傾斜寬為152 m,高為70 m的六面體。采煤工作面的體積為3 m×152 m×2 m,進、回風順槽的體積為20 m×4 m×2 m,內錯尾巷的體積為20 m×2 m×2 m,內錯尾巷相對工作面回風順槽的水平距離、垂直距離分別為30 m、9 m,深入采空區2 m,后高抽巷的體積為70 m×2 m×2 m,高抽巷相對與工作面回風順槽的水平距離、垂距為60 m. 其中采空區走向取200 m是因為工作面回采到此階段后,工作面早已順利度過初采期,各項瓦斯治理、防滅火措施的應用均已常態,本算例研究正?;夭善陂g的火和瓦斯的耦合關系。利用GAMBIT建立工作面三維模型,將坐標原點定在模型底面左后側的頂點。采場模型見圖1,通風參數設置見表1.

圖1 采場模型圖

表1 11114綜放面通風參數設置表
為了研究尾巷負壓對采空區瓦斯涌出和自然發火的影響,采用保持進風量不變,對尾巷負壓進行調節的方法,研究回風巷、尾巷瓦斯濃度和采空區 “三帶”的變化規律。為了更直觀體現尾巷負壓的調節幅度,將其轉換為對尾巷風量的調節,即調節回風巷和尾巷的配風比。進風巷的風量取值,參考礦井實際供風量,取1 800 m3/min.
對尾巷配風量為600 m3/min、700 m3/min、800 m3/min、900 m3/min、1 000 m3/min的5組數據進行模擬,發現尾巷配風在600~800 m3/min時回風巷和尾巷瓦斯濃度值變化較大,又對650 m3/min、750 m3/min兩組尾巷配風量下的風排瓦斯濃度進行了模擬。部分模擬采場瓦斯濃度摩爾云圖見圖2,風排瓦斯濃度隨尾巷負壓的變化數據見表2.

圖2 采場瓦斯濃度摩爾云圖

表2 尾巷負壓對風排瓦斯濃度的影響表
1) 從表2可以看到,隨著尾巷負壓的升高,回風巷、尾巷的配風比的降低,回風巷瓦斯濃度在前期有大幅度的降低,尾巷風量從600 m3/min到700 m3/min雖然只增加了100 m3/min,但回風瓦斯濃度卻從0.88%降到了0.51%,0.88%很接近回風瓦斯超限濃度1%,而0.51%則相對安全,這100 m3/min風量的調節確保了工作面的瓦斯濃度控制在安全范圍。但隨著尾巷負壓的繼續升高,回風瓦斯濃度變化不是很明顯,只有緩慢的降低。
出現這種情況的原因是在尾巷風量600 m3/min時,回風對采空區漏風流的影響強度較大,此時回風的風排瓦斯中除了本工作面的瓦斯外,采空區從上隅角漏風匯流入的瓦斯也占有相當的比例,因此回風瓦斯濃度較高。但在尾巷風量700 m3/min時,尾巷和回風對采空區漏風流的影響強度已經基本相當。隨著尾巷負壓的繼續提高,尾巷對漏風流的截流效果越來越強,相應的在回風流中來自于采空區的瓦斯越來越少,當工作面煤壁和落煤的瓦斯涌出強度不變的情況下,回風瓦斯濃度將不會有大幅的降低。
2) 回風上隅角和回風巷的瓦斯濃度變化規律和原理相同。尾巷風量600 m3/min時,上隅角瓦斯濃度為1.60%,嚴重超限。當提高尾巷負壓,使尾巷風量達到700 m3/min時,瓦斯濃度降到了0.62%. 可見,提高尾巷負壓是治理上隅角瓦斯超限的有效手段。
3) 尾巷濃度隨尾巷負壓的升高出現先升后降的變化趨勢,并且瓦斯濃度上升區段的幅度較大,而下降區段的變化幅度相對較小。在瓦斯濃度上升區段,尾巷風量變化100 m3/min,尾巷濃度卻從0.98%升到了1.53%,升高了0.55%;在瓦斯濃度下降區段,尾巷風量變化300 m3/min,尾巷濃度卻從1.53%降升到了1.25%,平均尾巷每增加100 m3/min風量,尾巷濃度下降0.09%.
出現這種現象的主要原因是,尾巷負壓升高的不同階段,在尾巷風流中,風量和瓦斯純量的各自變化幅度不相同。該次模擬中尾巷風量有規律的漸增,但風排瓦斯量卻變化較大:在尾巷負壓增高的前期,尾巷將本應隨漏風流到達回風巷的采空區瓦斯大量截流,使風排瓦斯純量增加,此時風排瓦斯純量增加幅度大于風量增加幅度時,尾巷濃度升高;在尾巷負壓增高的后期,采空區瓦斯漏入回風流的量已經很少,此時尾巷風量增加幅度大于風排瓦斯純量增加幅度,尾巷濃度降低。
4) 從表2可以發現,在尾巷負壓增加的后期,回風巷、尾巷、上隅角的瓦斯濃度都降低,這對瓦斯治理來說,是一個相當理想的狀況。在尾巷風量750 m3/min之后,回風巷和上隅角瓦斯濃度基本不變,尾巷濃度降低幅度變緩。因此,出于經濟考慮,無需持續增加尾巷負壓。11114工作面較合理的尾巷配風在700~800 m3/min,此時回風巷風量為1 100~1 000 m3/min.
對尾巷配風量從600~1 100 m3/min,每隔100 m3/min設一個參照點,共計對6個不同尾巷風量下的采空區可能自燃帶范圍進行模擬。所得數據見表3,回風側可能自燃帶范圍散點對照圖見圖3.

表3 不同風量條件下可能自燃帶范圍模擬數據表

圖3 不同尾巷風量下的回風側可能自燃帶散點圖
1) 從表3可以看到,尾巷風量從600 m3/min增加到800 m3/min時,整個采空區可能自燃帶范圍變化不大,其中采空區進風側和中部范圍保持不變,回風側范圍略有增加;當尾巷風量繼續增加,進風側和中部可能自燃帶范圍縮小,但回風側可能自燃帶范圍增幅稍有變大。
隨著尾巷負壓的提高,尾巷風量的增加,工作面漏入采空區的風量有所增加,采空區的可能自燃帶范圍也隨著增加,回風側的 “三帶”范圍應驗了這一規律,但在進風側,大量應隨慣性進入采空區深部的漏風流,受尾巷負壓作用,被提前拉回,所以會出現進風側三帶范圍不增反降的情形。但這一規律并非具有普適性,該算例中尾巷距進風側傾斜長度僅有20 m,進風側漏風流受尾巷負壓影響程度較大,對于大采長工作面,將會出現整個采空區三帶都隨尾巷負壓增加而增加的情況。
2) 模擬關注了兩道(指采空區內進風側和回風側)“三帶”范圍,特別是回風側的可能自燃帶范圍。從圖3可以看到,兩道可能自燃帶范圍不小,而且隨尾巷風量增加,其傾斜方向上的寬度也在增加??梢婋S著尾巷負壓的增加,應特別注意兩道的防火。
3) 隨著尾巷負壓的提高,可能自燃帶的范圍不論進風側還是回風側,都在向工作面方向靠近。這對防治自然發火是很不利的。
4) 回風側的自然發火危險性隨尾巷風量的增加而增大,應以回風側可能自燃帶范圍變化情況,來確定考慮自然發火的安全合理尾巷負壓(風量)范圍。
采空區遺煤的自然氧化通常是當開采時間超過煤的最短自然發火期時即自然發火。按照防治自然發火安全的要求,合理的自燃氧化帶寬度極限為:Lmax=v·t,其中,v為平均回采速度,m/d;t為最短自然發火期,天。11114綜放面的平均回采速度為v=3.0 m/d,最短自然發火期t=33 d,得到Lmax=99 m.
1) 從瓦斯治理的角度考慮,11114工作面較合理的尾巷配風在700~800 m3/min.
2) 從防治自然發火的角度考慮,尾巷負壓提高之后,進風側的漏風量增加,增加了采空區的自然發火危險性,但同時這部分漏風流又受到尾巷高負壓的吸引,尾巷負壓抵消了部分漏風流向采空區深部運動的慣性,因此,最終對采空區“三帶”的分布范圍變化不大。
3) 因此,11114工作面較合理的尾巷配風在700~800 m3/min,此時回風風量為1 100~1 000 m3/min.
對不同尾巷配風下的采空區瓦斯排放和可能自燃帶發展規律進行了模擬研究。得出如下結論:
1) 隨著尾巷配風量的增加,回風和上隅角的瓦斯濃度均大幅下降,尾巷濃度先升后降,當尾巷配風量達到一定值之后,回風和尾巷瓦斯濃度同時降低。
2) 由于內錯尾巷對采空區漏風流的拖拽作用,隨尾巷配風量增加,采空區“三帶”范圍變化不是特別明顯。但采空區回風側自然發火危險性隨尾巷負壓增加而增大,出于安全考慮,回風側可能自燃帶范圍越小越好,因此尾巷配風量越小越好。
3) 礦井在現場實際中,應通過實測或模擬得出最經濟的配風方案,而非盲目的越大越好。
4) 本文研究結果對“一進兩回”(即進風順槽、回風順槽、內錯尾巷)工作面具有一定的參考意義,但如果回采面通風方式不同(如有高抽巷、外錯尾巷),則需要作進一步研究。