劉 義,石必明,張 煜,張雷林,馬衍坤,鐘 珍
(安徽理工大學 安全科學與工程學院,安徽 淮南 232001)
隨著煤炭開采深度的逐漸增加,煤與瓦斯突出事故發生頻率以及強度明顯增大,導致了大量的人員傷亡以及財產損失[1]。煤與瓦斯突出在極短的時間內向井下拋出大量煤巖及瓦斯,其中煤-瓦斯構成的兩相流能夠沿管道運移數十至數百米不等,嚴重威脅著煤礦生產安全[2]。因此,研究煤與瓦斯突出兩相流在巷道中傳播規律及對風流擾動影響,對礦井防災減災有著重要意義。
為了探究煤與瓦斯突出氣流在井巷中運移規律,國內外學者進行了大量的研究[3-5]。王凱等[6]采用數值模擬方法和實驗室實驗相結合的方法研究了煤與瓦斯突出沖擊波在巷道內的衰減規律;孫東玲等[7]建立了一維情況下突出煤在管道中的運移數學模型,計算得到突出煤運移距離隨著初始氣流速度增大而增大的規律;張建方等[8]研究發現突出沖擊波屬于弱沖擊波,并且給出了突出沖擊波傳播規律的數學關系式;程亮等[9]研究了不同瓦斯壓力下的沖擊力在管道中的傳播規律以及煤-瓦斯兩相流運動特征;吳愛軍等[10]根據空氣動力學理論分析了沖擊波沿巷道方向傳播規律,理論闡明了反射波和入射波在突出中的作用機理。
上述學者對煤與瓦斯突出兩相流運移規律的研究多偏向于氣體沖擊或未綜合考慮煤粉分布、煤粉流動狀態和煤粉速度之間關系。因此,本文利用自主研制的煤與瓦斯突出兩相流實驗模擬系統,研究煤-瓦斯兩相流突出過程,分析得出兩相流沖擊壓力變化規律以及煤粉運移分布規律,研究結果對于指導煤礦井下安全防護有著一定的參考意義。
自主研制的煤與瓦斯突出管道實驗系統如圖1所示,包含:煤與瓦斯突出發生裝置、管道系統、數據采集系統及傳感器等。突出發生裝置由突出腔體、氣瓶及快速揭露裝置組成,其中突出腔體由型鋼制成,最大承壓5 MPa,腔體內徑200 mm,長度500 mm,壁厚10 mm,突出口徑40 mm。快速揭露裝置由密封滑塊和連接撬棍構成,實驗時利用撬棍打開突出口密封滑塊,達到快速泄壓的目的。管道系統由直徑為200 mm,厚度為10 mm的透明亞克力材質圓管構成,圓管之間采用法蘭連接。數據采集系統由多通道高速采集器、高速成像系統構成,壓力傳感器選用四川拓普公司生產的KD2004系列壓電式壓力傳感器,量程0.5 kPa~1 MPa,靈敏度6 912 Pc/MPa,實驗所用采樣頻率為5 kHz,高速成像系統選用IDT公司生產的Y7系列攝像機,照片拍攝速率為每秒2 500張。
圖1 煤與瓦斯突出模擬實驗裝置示意
本文實驗目的是研究煤粉-瓦斯耦合作用下煤與瓦斯突出動力特征。由于地應力對突出的影響主要集中在突出觸發前對煤體的破碎,從突出孔壁上剝落的煤殼(粉體)在高壓氣流的作用下不斷噴出并輸送到巷道空間,突出煤的噴出/輸送主要依賴于瓦斯能,因此對于突出煤氣流的研究,可以忽略地應力的影響,并且實驗也不需要三軸加載系統。實驗煤樣采自淮南謝家集礦區望峰崗井田C13煤層,煤樣相關物理參數如表1所示,將其破碎為6~80目粒徑的粉煤備用,為保證實驗安全,采用二氧化碳氣體替代煤礦瓦斯,由于中梁山煤礦突出實驗中實測的瓦斯-粉煤流靜壓頭為0.3~0.6 MPa,確定實驗突出裝置氣體平衡壓力為0.4 MPa。管道及傳感器布置如圖1所示,實驗管道總長15 m,分別在距突出口3.6,7.6,9.6,11.6 m處布置超壓傳感器,并在前3個測點處同時架設攝像機。
表1 實驗煤樣分析
具體實驗步驟如下:
1)稱取煤樣15 kg,向突出腔體內填充煤樣直至裝滿,隨后將其進行密封并檢查氣密性。
2)按照實驗設計連接管道系統并安裝壓力傳感器。
3)利用真空泵對腔體進行抽真空脫氣處理。
4)通過氣瓶向腔體中通入CO2氣體至實驗所需壓力,保持吸附24 h。
5)調試數據采集系統,然后打開快速揭露裝置啟動突出,突出結束后保存數據。
6)實驗結束后收集突出煤粉進行整理。
圖2為煤與瓦斯突出發生后管道內不同位置處的沖擊氣流壓力變化曲線。表2為管道內不同位置處氣流超壓峰值及衰減率。
表2 管道內不同位置處氣流超壓峰值及衰減率
由圖2可知,突出啟動后,測點處壓力快速上升,同時伴隨著煤粉打擊,壓力升高到峰值后再下降,4個測點處壓力上升速率均大于其衰減速率。在壓力衰減階段,各個測點壓力均未出現間歇式下降[11],本文實驗所采用的煤樣瓦斯放散初速度指標較小,大量氣體在0~10 s內已被快速釋放,因此巷道內測點壓力為連續性變化。管道中突出沖擊氣流擾動持續時間較長,可達4 s左右。這是由于本次實驗采用40 mm突出口徑,在較小突出口徑的情況下,突出腔體內壓力下降速率較低[12],另外煤粉對瓦斯吸附性較好,煤樣內充斥大量瓦斯氣體,突出啟動后大量氣體向外噴出,二者綜合作用導致煤與瓦斯突出對管道內空間造成較長時間的影響。
圖2 管道內不同位置處沖擊氣流壓力變化曲線
管道內各測點的壓力變化規律總體相似,但也存在著一些差異,具體表現如下:由圖2得出,突出后3.6,7.6,9.6,11.6 m處沖擊壓力到達峰值的時間分別為1.21,1.75,2.42,3.17 s。可以看出,距離突出口越遠,峰值壓力出現的時間也越滯后。圖3為管道不同位置處沖擊氣流峰值壓力變化曲線。由表2和圖3得出,距突出口越遠的測點其氣流超壓峰值越小,距突出口7.6,9.6,11.6 m處的超壓衰減率分別為15.4%,40.7%,61.8%,可以看出氣流超壓峰值隨著距離的增大而衰減的更快。
圖3 管道不同位置處沖擊氣流峰值壓力變化曲線
自突出口起,將管道系統每米劃分為1個區域并按照數字順序進行編號,共劃分成15個區域,依據與突出口距離,由近及遠,每5個區域分別分為前、中、后部,待實驗結束后分別收集各區域煤粉并稱重,結果如表3所示。將突出后各區域煤粉質量繪制成如圖4所示。突出后,腔體中一共噴出3.12 kg煤粉,相對突出強度為20.8%。
表3 各分區煤粉質量分布
圖4 管道內不同區域煤粉質量分布
圖5為管道各區域煤粉堆積分布特征,由圖4與圖5可以看出,模擬管道前部(靠近突出口部位)突出煤粉較少且多為小粒徑煤粉,其質量為1.052 kg,占突出煤粉質量的33.7%。中部突出的煤粉質量分布最大,一共為1.9 kg,占突出煤粉總質量的61%,其煤粉的粒徑分布范圍較廣。后部突出煤粉占比最小,僅占突出煤粉總質量的5.3%,質量為0.166 kg,但是管道后部多為較大粒徑的煤粉顆粒。
圖5 管道各區域煤粉堆積分布特征
突出煤粉在管道中分布呈現先增大再減小的趨勢,整體近似于正態分布。這是由于突出啟動后,初期瓦斯具有較大的膨脹能[13],攜帶煤粉能力強,瓦斯-煤粉兩相流從突出口內以射流的形式噴出,以近似懸浮的狀態向前發展[14],故管道前段煤粉分布較少。隨著管道的阻力,高壓瓦斯的能量被逐漸消耗,煤粉開始減速下落并沉積下來,導致中段煤粉分布較多。而大顆粒煤粉在被瓦斯氣體攜帶運動時獲得較大的動能,故被拋出更大的距離,分布在管道末端。
圖6~8為管道內不同測點處煤粉運移圖像。由圖6可以看出,距突出口3.6 m處,煤粉存在著較為明顯的分層現象,上方為較為滯后的小粒徑煤粉,下方則是粒徑較大的煤粉。這是由于當煤粉從突出口噴出后,較大顆粒的煤粉由于重力作用下沉在管道底部,細小煤粉由于更易受到空氣阻力影響而被吹散在管道上部并且滯后于下方煤粉流。由圖7可以看出,煤粉流在距突出口7.6 m處呈舌狀發育,無明顯分層現象,整體為均一狀,這是由于突出啟動一段時間后,高壓瓦斯射流充分膨脹,驅動著整個管道斷面的空氣向前運動,整個煤粉流充分混合,一起向前發展[15]。由圖8看出,在距突出口9.6 m處煤粉流主要為大顆粒為主,顆粒數較少,這可能是由于顆粒較大的煤粉能夠獲得更大動能,而細小粒徑煤粉由于受到空氣阻力的作用而提前沉降[16]。
圖6 距突出口3.6 m處煤粉運移圖像
圖7 距突出口7.6 m處煤粉運移圖像
圖8 距突出口9.6 m處煤粉運移圖像
將煤粉流初次出現在畫面最右側時刻定義為t=0 ms,畫面長度為200 mm,利用圖像測速法[17]計算出每個測點速度并填入表4。表4為不同位置處煤粉速度與煤粉打擊壓力。由表4可知,在突出后隨著距離的增大,煤粉流速度呈現衰減的規律。
其中距離突出口3.6 m處,煤粉流速度最大,為25 m/s,隨著距突出口的距離的逐漸變遠,煤粉流速度逐漸減小,在7.6 m處速度為21.74 m/s,衰減了約13%。當煤粉流繼續向前發展,突出距離到達9.6 m時,由于瓦斯膨脹能的大量耗散,煤粉流速度大為降低,僅有13.89 m/s,較之7.6 m處衰減了36.1%。可以看出,隨著突出距離的逐漸增大,衰減的幅度也越來越大。
圖9為管道內煤粉打擊壓力峰值與煤粉速度衰減曲線,可以看出煤粉打擊減弱的同時煤粉運移速度也隨之減小。由表4和圖2可知,距離突出口3.6,7.6和9.6 m處存在著大量的煤粉打擊,煤粉沖擊壓力分別為293.8,199.1,55.5 kPa,煤粉打擊壓力衰減規律與沖擊氣流壓力衰減規律類似,隨著距離突出口變大,煤粉開始沉降,煤粉打擊力越弱。在距離突出口11.6 m處已監測不到煤粉流打擊。
表4 不同位置處煤粉速度與煤粉打擊壓力
圖9 管道內煤粉打擊壓力峰值與煤粉速度衰減曲線
1)突出發生后,沖擊氣流壓力沿著管道逐漸衰減且隨著距突出口越遠,其衰減幅度越大,沖擊氣流能夠持續對管道內空氣造成擾動。
2)煤粉流在突出前期存在分層現象,但會隨著突出的繼續發展而充分混合,突出末期煤粉流主要由大顆粒煤粉構成。突出煤粉質量在管道內呈正態分布,管道前部及后部煤粉分布較少,中部沉積了大量的煤粉。煤粉流運移速度與煤粉打擊壓力均沿著管道傳播逐漸衰減,二者有著相同的衰減趨勢。