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Y型通風下采空區瓦斯與自然發火耦合危險區域劃分研究

2021-08-17 10:25:28李洪先王國芝朱明凱任廣意劉學飛
煤炭工程 2021年8期
關鍵詞:區域

李洪先,王國芝,朱明凱,任廣意,劉學飛

(1.貴州黔西能源開發有限公司,貴州 畢節 551700; 2.山東科技大學 安全與環境工程學院,山東 青島 266590)

瓦斯和煤自燃都是礦井生產過程中需要重點防范的自然災害[1,2]。近年來,隨著切頂留巷技術的推廣應用[3,4],工作面采空區的漏風狀況日趨復雜,采空區遺煤自燃的風險進一步提高,甚至會引發采空區瓦斯爆炸,造成災害事故的擴大[5,6]。對于煤自燃與瓦斯耦合災害的研究,李宗翔[7]首次建立了二者相互作用的數學模型,并利用數值模擬對耦合災害的發生機理進行了分析。周福寶[8]通過對致災機理的研究,提出了裂隙場、溫度場、CH4濃度場、O2濃度場等四場交匯是發生耦合災害的充要條件。郝宇[9]利用有限元數值模擬軟件分析了不同風速和瓦斯條件下采空區三帶變化。丁仰衛[10]建立了氣體變化和運移數學模型,并以數值模擬結合束管監測結果綜合判定耦合危險區域。程衛民[11]等基于采空區氣體濃度數據利用插值法對耦合災害危險區域進行三維重建。目前,對于采空區自然發火及瓦斯災害危險區域判定的研究,多集中在“一進一回”的U型通風下的模擬研究[12,13],而基于“一進兩回”的Y型通風條件下的研究較少。為此,本文以青龍煤礦21606工作面為例,利用COMSOL軟件對采空區流場、瓦斯濃度場進行了數值模擬,以采空區漏風流場和瓦斯濃度場分布為依據,對瓦斯與自然發火耦合災害的區域進行了劃分,為煤礦瓦斯與自然發火耦合災害的防治提供了理論支持。

1 工作面概況

青龍煤礦21606工作面為走向長壁工作面,運輸巷長度為1556m,軌道巷長度為1383.5m,兩巷道均沿頂板布置,在運輸巷進行切頂留巷,預計留巷長度1556m。通風方式為“一進兩回”的Y型通風,即:運輸巷進風,軌道巷和切頂留巷回風。工作面所采煤層為16號煤層,煤層厚度0.8~3.8m,平均2.4m;煤層原始瓦斯含量為29.65m3/t,自燃傾向等級為易自燃煤層,屬于高瓦斯易自燃煤層,存在著瓦斯與自然發火的雙重災害。工作面巷道布置如圖1所示。

圖1 21606工作面巷道布置

2 數值模型構建

為了對青龍煤礦21606綜采面采空區的耦合災害區域進行判定,基于工作面的實際尺寸,用COMSOL軟件建立物理模型并進行網格劃分,利用“自由與多孔介質流動”接口對邊界條件進行設置,對采空區流場進行了數值模擬。

2.1 物理模型建立

以青龍煤礦21606工作面為例建立了物理模型,忽略巷道及工作面內相關設備。模型中,工作面傾向長度為156.9m;進、回風巷道斷面為矩形,寬4.5m,高2.7m;切頂留巷斷面也為矩形,寬4.1m,高2.7m;切頂留巷采空區側砌堵風墻寬0.6m,高2.7m,采空區截取250m。利用COMSOL軟件自帶的網格劃分工具自動劃分網格,網格類型為自由四面體網格,網格共包含559165個域單元、49490個邊界元和2739 個邊單元。

2.2 邊界條件設置

假定采空區為非均勻的多孔連續介質,選取COMSOL軟件內置的“自由與多孔介質流動”作為求解器[14]。模型巷道內風流控制方程為Navier-Stokes方程:

-?μ(?u+(?u)T)+ρu·?u+?p=0

(1)

?·u=0

(2)

采空區內風流控制方程為Brinkman方程:

式中,μ為黏性系數,kg/(m·s);u為速度矢量,m/s;ρ為密度,kg/m3;φ為孔隙率;p為壓力,Pa。

根據經驗定義采空區空隙率與滲透率[15],模型孔隙率與位置關系為:

φ=0.98z[0.2exp(-0.022x)+0.1]

式中,x,y,z為模型坐標;L為工作面傾向長度,m。

采空區滲透率方程為:

式中,kp為滲透率,m2;dp為煤顆粒直徑,m。

封堵墻孔隙率與滲透率為定值,分別為0.3%和0.006。

結合青龍煤礦21606工作面的實際條件,在“自由與多孔介質流動”接口下,進行邊界條件設置。運輸巷進風口為入口邊界,法向流入速度3m/s,切頂留巷與通風立眼為流出邊界,其他邊界為無通量邊界。初始值設置為P0=0.101MPa,u=0。

3 耦合災害區域的劃分

3.1 煤自燃危險區域劃分

在采空區自燃“三帶”劃分中,一般采用氧氣濃度或風速作為劃分氧化帶的主要依據,在高瓦斯礦井中由于瓦斯涌出會對氧氣濃度場分布產生影響,因此,利用風速場作為劃分自燃危險區域的指標更為合理。故本文以風速為依據,同時考慮采空區浮煤厚度和推進速度,對煤自燃危險區域進行劃分。

根據COMSOL數值解算,可得出采空區漏風風速場,模擬結果如圖2所示。由圖2可以看出,在“一進兩回”的Y型通風條件下,采空區漏風分布比較復雜。在傾向上,從進風側至回風側風流逐漸減小;在走向上,從工作面至采空區深處漏風呈減小趨勢,但由于通風立眼處風流匯集,風速短暫增加。

圖2 采空區漏風風速場切面

采空區發生自然發火必須同時具備以下條件:浮煤厚度大于煤自燃的最小厚度;有足夠的漏風且漏風強度不能過大;工作面推進速度小于煤自燃的極限速度[16]。對于21606工作面,其采空區浮煤厚度為0.6m,大于煤自然發火極限厚度,同時21606工作面推進250m時過一個落差5m的斷層,推進速度緩慢,故當漏風強度適宜時,采空區極易發生遺煤自然發火。根據21606采空區的遺煤厚度分布,選取Z=1m時的漏風風速分布場,以漏風強度為0.1~0.24m/min的范圍作為氧化帶判定依據,對21606采空區的自燃危險區域進行了劃分,劃分結果如圖3所示。由圖3可以看出,采空區自然發火危險區域自回風側向進風側大體呈L型分布。沿煤層走向,靠近工作面附近漏風強度大,采空區散熱快,為散熱帶;氧化帶在進風側位于距工作面50m后,在回風側處于距工作面20~50m的范圍內;采空區深部漏風量很小,為窒息帶。

圖3 采空區煤自燃危險區域

3.2 瓦斯爆炸危險區域分析

采空區內瓦斯運移主要受擴散作用、升浮運動和漏風風流運動綜合作用[17]。在垂直方向上,受升浮與擴散作用影響,低處瓦斯沿采空區孔隙上升,積聚于采動裂隙帶;在水平方向上,瓦斯的運移主要由漏風風流運動決定。故基于采空區漏風速度與方向可初步斷定瓦斯積聚區域。采空區漏風方向數值模擬結果如圖4所示,由圖4可以看出,漏風風流在巷道與通風立眼壓差的作用下,從進風巷向回風巷與通風立眼方向流動,故進風側瓦斯濃度低于回風側與通風立眼;采空區內部漏風由下隅角與留巷進入,并匯集于上隅角與通風立眼附近,上隅角與通風立眼不僅是風流出口,也是采空區瓦斯的涌出口,容易積聚瓦斯。其次,由于采空區深部風量較小,也容易導致高濃度瓦斯積聚。

圖4 采空區漏風方向

在21606采空區模型中加入“多孔介質稀物質流動”物理場,耦合求解采空區瓦斯分布,選取Z=1m,Z=2m兩個高度的模擬結果,如圖5所示,由圖5可以看出,采空區瓦斯積聚區域位于采空區深部、上隅角及通風立眼處。

圖5 采空區瓦斯濃度分布

根據21606采空區Z=1m時的瓦斯濃度分布,以瓦斯濃度為5%~16%的范圍作為瓦斯可爆區域判定依據[18],對21606采空區瓦斯可爆區域進行了劃分,劃分結果如圖6所示。由圖6可知,采空區瓦斯可爆區受風流作用影響在進風側位于距工作面約45~70m范圍,在回風側位于距工作面0~25m范圍內,在留巷附近存在小范圍可爆區。在靠近工作面與留巷的區域,由于風流稀釋作用,瓦斯濃度低于瓦斯爆炸界限,而采空區深部瓦斯積聚,高于瓦斯爆炸界限。由于瓦斯運移受漏風風流影響從上隅角與通風立眼涌出,故上隅角與通風立眼附近存在瓦斯爆炸危險區。

圖6 采空區瓦斯可爆區域

3.3 耦合災害區域的確定

當瓦斯濃度在5%~16%范圍與自然發火危險區域重合時,極易發生因遺煤自燃引爆瓦斯事故[19]。故瓦斯爆炸危險區與煤自燃氧化帶的重合區域即為耦合災害危險區域。利用軟件對模擬結果進行二次處理,將采空區的自燃氧化帶與瓦斯爆炸危險區域進行疊加,可繪制出瓦斯與煤自燃的耦合致災危險區域,如圖7所示。由圖7可以看出,耦合致災危險區域的大部分位于工作面后方20~70m處,寬度約8~20m,呈兩邊窄中間寬的形狀,原因是:在回風側,上隅角附近雖然存在較大范圍瓦斯可爆區,但由于風流匯集風速比較大,熱量難以積聚,導致耦合致爆危險區域較小;在進風側,由于留巷附近存在漏風,采空區遺煤散熱快且瓦斯濃度低,耦合致爆區域也較小。

圖7 采空區耦合致爆危險區域

4 現場試驗

為了對數值模擬結果進行驗證,采用SF6示蹤氣體法對青龍煤礦21606工作面進行漏風測定,識別漏風路徑,估算漏風風速。

當工作面推進250m時,在運輸巷入口處設置SF6釋放點,均勻釋放20kg持續30min,在21606軌道巷、工作面與留巷內均勻布置測點,如圖8所示。

圖8 SF6測點布置

對各測點采樣分析后,SF6濃度隨時間變化結果如圖9所示。

圖9 各測點SF6濃度變化

根據以下公式可計算工作面漏風率[20]。

據公式計算1~7號測點SF6質量分別為15.1kg、14.5kg、14.2kg、4.72kg、3.23kg、2.98kg、15.4kg,計算總漏風率為8.1%。現場測定運輸巷、軌道巷、通風立眼處風量分別為2187m3/min、1658m3/min、351m3/min,計算總漏風率為8.14%。利用SF6計算總漏風率與現場風量計算值相差不大,證明了該實驗數據的準確性。對比分析各測點SF6質量,風流從4號測點流向5號測點時,SF6損失量比較大,說明切頂留巷的前半段漏風大;2、3號測點的SF6總質量相差并不大,這是由于下隅角與留巷中的SF6隨漏風匯入上隅角所致。

由圖9可以看出,由于上隅角與通風立眼處為采空區內風流流出通道,流入采空區內的風流會由此流出,且不同的流出通道流出時間不同,故3號與6號測點SF6濃度均存在多次上升趨勢。根據3號測點SF6濃度隨時間變化趨勢分析,當55min時下隅角或留巷進入采空區內的漏風進入上隅角,利用工作面長度與流出時間的比值可估測漏風由1號或4號測點位置流向上隅角風速最小為0.047m/s,與模擬結果基本一致。由于留巷長度過長且漏風量小,采空區內風流匯入通風立眼速度較慢,故6號測點濃度存在持續波動且不為零。

根據SF6示蹤氣體實驗發現,在“一進兩回”的Y型通風下,采空區內部漏風由下隅角與切頂留巷進入并從通風立眼與上隅角流出;實驗測得的漏風量與實際情況契合,漏風路徑、風速均與模擬結果基本一致,兩者決定了采空區瓦斯與自然發火危險區域分布情況,故模擬結果具有一定的可靠性。

5 結 論

1)青龍煤礦21606工作面在“一進兩回”的Y型通風下,采空區自然發火危險區域自回風側向進風側大體呈L型分布。

2)切頂留巷采空區的瓦斯積聚區為上隅角、通風立眼以及風速較小的采空區深部,劃分采空區瓦斯可爆區大部分位于進風側距工作面45~70m范圍及上隅角。

3)21606采空區耦合災害區的大部分位于工作面后方20~70m處,寬度約8~20m,小部分位于通風立眼附近。

4)SF6釋放試驗結果表明采空區漏風路徑、估算風速、漏風量等參數與數值模擬結果基本一致,驗證了數值模型的可靠性。

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