Y型通風協同抽采下綜采工作面采空區瓦斯滲流分布規律研究

丁厚成,秦 浩,鄧權龍,馮俊軍,章成浩

(安徽工業大學建筑工程學院,安徽 馬鞍山 243032)

我國具有非常豐富的煤系氣資源,是國家能源安全的重要保障,為建設煤系氣大產業,必須實現對煤層氣的有效開發[1-2]。煤礦采空區有大量的瓦斯涌出,且在整個礦井中體積占比較大[3]。隨著綜采工作面的開采,采空區瓦斯濃度超限的問題日益嚴重,及時地解決采空區瓦斯濃度超限的問題,能夠達到更高效、更安全的生產效果。

傳統的U型通風方式在高瓦斯礦井中存在上隅角瓦斯濃度超限和采空區瓦斯濃度超限的問題,一般常采用改變通風方式和抽采方式來加以控制。對此,國內外學者皆對采空區與煤層中的瓦斯滲流及分布規律以及抽采技術進行了長期深入的研究。如:Wendt等[4]利用流體動力學的方法研究了不同通風方式下采空區瓦斯流場與分布運移規律;Jones等[5]運用數值模擬得出采空區瓦斯濃度及其分布規律;趙燦等[6]研究了在偏Y型通風方式下采空區瓦斯的分布情況;耿曉偉等[7]根據對Y型通風方式下采空區瓦斯流場和氣體濃度的研究,得出瓦斯和氧氣呈“L”形分布;年軍等[8]研究以孔代巷的抽采方式下采空區瓦斯流場情況,進而確定了瓦斯抽采最佳布孔間距與位置;康建宏等[9]結合采空區高抽巷及埋管抽采兩種抽采方式,分析了瓦斯在采空區中的流動情況。

目前,國內外針對采空區瓦斯治理,絕大多數是采取抽采的方式來減少瓦斯涌出量,或改變通風系統以及進風量,且抽采方式常為經驗所得,缺少理論指導,同時采空區的封閉性和現場實測手段的局限性,使得采空區的通風以及瓦斯的抽采更需要具有創新性。因此,本文以綜采工作面采空區為研究對象,以Y型通風為例,利用Fluent軟件模擬未抽采和協同抽采下采空區瓦斯的分布,并通過對比兩者在采空區中瓦斯體積分數的變化,進而研究采空區瓦斯的滲流分布規律,以為采空區瓦斯治理提供理論和技術指導。

1 協同抽采下采空區瓦斯滲流方程

1.1 采空區氣體流動方程

對于綜采工作面采空區,裂隙帶中瓦斯的流動可視為層流[8]。采空區冒落帶由于存在大量的遺煤,孔隙率較小,氣流在巷道中流動,與工作面的夾角處存在湍流旋渦,且衡量流動特性的雷諾數較大,因此綜采工作面、巷道和部分采空區合為一體,可視為湍流流動[9]。遺煤賦存的瓦斯氣體在綜采工作面采空區中可視為不可壓縮氣體,在視為多孔介質的采空區的裂隙中運移,且符合達西定律氣體流動規律,再結合湍流方程、連續性方程及動量方程得出采空區氣體流動方程。

湍流方程:

Gk+Gb-ρε-YM+Sk

(1)

(2)

式中:xi、xj為i、j方向上的坐標(m);ρ為氣體密度(kg/m3);k表示湍流脈動動能(J);ui為i方向的速度(m/s);μ為動力黏滯系數(Pa·s);μt=Cμk2/ε;Gk表示平均速度梯度下的湍流動能(J);Gb為由浮力產生的紊亂動能(J);YM為可壓縮湍流中波動膨脹對總耗散率的比值;ε為k的耗散率;σk、σε為k和ε的湍流普朗特數;Sk、Sε為用戶定義的源項;Cμ、C1ε、C2ε、C3ε為常數,其中C1ε=1.4、C2ε=1.9、C3ε=1.7。

連續性方程:

(3)

式中:vi為速度矢量(m/s);τ為時間(s);Sm為質量源項[kg/(m3·s)]。

動量方程:

(4)

式中:ui、uj為i、j方向上的速度(m/s);p為流體微元的壓力(Pa);τij為應力張量(Pa);ρfi和Fi分別為i方向上的重力體力(N)和外部體力(N)。

1.2 采空區氣體分布方程

在采動作用的影響下,由于頂板垮落,采空區中的巖石與遺煤存在孔隙,煤體的滲透率會發生改變,伴隨采空區的氣體流動同樣會發生改變,氣體在采空區的不同多孔介質區域流動會呈現出不同的分布規律,且受多孔介質的孔隙率和顆粒粒徑分布的影響,由破碎煤巖體的孔隙率與脹碎系數之間的關系[10],得到采空區內多孔介質沿x軸走向上的孔隙率分布函數為

(5)

式中:kp為頂板破碎后煤巖塊碎脹系數(無量綱);n(x)為采空區內多孔介質在y=0處沿x軸走向上的孔隙率(無量綱)。

基于“O”形圈理論,采空區內多孔介質沿y軸的工作面傾向上孔隙率變化系數分布函數為

(6)

式中:n(y)為采空區內多孔介質在y軸上的孔隙率變化系數(無量綱);y1為工作面傾向距離(m);y為采空區內部某點到進風巷傾向距離(m)。

采空區內多孔介質的孔隙率二維分布函數為

(7)

由工程經驗可知,采空區內的頂板由于支撐作用,受采動的影響小,使得采空區內多孔介質的孔隙率沿z方向上呈現遞減的規律,得出采空區內多孔介質的孔隙率三維分布函數為

n(x,y,z)=-a[n(x,y)]z+b

(8)

當z=0時,得b=n(x,y);當z=h時,n(x,y,z)=-a[n(x,y)]h+n(x,y),得a=1/h。將a、b的值代入式(8)中,可得:

n(x,y,z)=(1-z/h)n(x,y)

(9)

式中:a、b為未知數;h為采空區高度(m)。

根據Blake-Kozeny方程,得采空區內多孔介質的滲透率k與孔隙率n之間的關系如下:

(10)

結合式(7)、(9)、(10),可得采空區內多孔介質的滲透率三維分布方程如下:

(11)

式中:n(x,y,z)為采空區內多孔介質的孔隙率三維分布函數;L為工作面傾向長度(m);k(x,y,z)為滲透率三維分布函數;Dp為采空區內碎巖石平均粒徑(m)。

2 協同抽采下采空區瓦斯滲流分布數值模擬研究

2.1 工程概況

本文以綜采工作面采空區為研究對象,研究了在Y型通風方式下以及協同抽采下采空區瓦斯滲流的分布規律。該綜采工作面走向長度為420 m,傾向長度為240 m,煤層傾角近似水平,設計采煤日產量為7 000 t,工作面絕對瓦斯涌出量為40 m3/min,其中采空區占比3/4,使用Y型通風系統,即在U型通風系統基礎上,建立一條聯絡巷,其連接于回風巷和平行于回風巷的尾巷之間,與工作面的距離為8 m,使得形成“一進兩回”的通風方式。

2.2 抽采前采空區瓦斯滲流分布規律

本次模擬以綜采工作面實際尺寸建立數值模型,采用ICEM CFD劃分網格,轉化為非結構化網格,利用Fluent軟件進行數值模擬。由“豎三帶”的計算公式求得采空區裂隙帶高度為每層14 m,冒落帶高度為12 m[11],采空區可劃分為5個多孔介質區域(Porous),其他默認流體區域(Fluid)。進風巷、回風巷的尺寸均為52 m×4 m×4 m(長×寬×高),由于模擬過程中聯絡巷長度過短,使回風巷與聯絡巷的拐角處易產生湍流超限現象,為了保證模擬結果的準確性,聯絡巷的尺寸設置為56 m×4 m×4 m(長×寬×高)。建立的Y型通風下綜采工作面采空區三維物理模型,如圖1所示。

圖1 Y型通風下綜采工作面采空區物理模型Fig.1 Physical model of goaf in fully mechanized mining face under Y-type ventilation

在綜采工作面采空區數值模型中,設置Fluent邊界條件,主要以現場實測數據為主,參考大量文獻和查閱相關資料,具體模擬參數選取如下:進風巷設為速度入口(Velocity-inlet),入口處風速為v=2 m/s;回風巷、聯絡巷設為壓力出口(Pressure-outlet),出口處壓力分別為9.12×104、8.98×104Pa(小于標準大氣壓力),忽略重力的影響。在采空區瓦斯流動的過程中,需要對采空區進行瓦斯源(Source Terms)設置,氣體在裂隙帶1和裂隙帶2中的流動情況可視為層流,且在每個流體計算域中的瓦斯源項視為可連續、均勻、不斷的釋放出瓦斯氣體[9],故瓦斯源項的計算公式為:Qt=Qsρ/Vit[其中,Qs為采空區瓦斯涌出量(m3/s);ρ為甲烷的密度(kg/m3);Vi為采空區各計算域的質量源所占體積(m3);t為采空區瓦斯釋放時間(s)]。通過對現場采空區瓦斯涌出量數據的記錄,進而計算得出各區域內瓦斯源項的數值。采空區內多孔介質的孔隙率指的是巖塊中的孔隙體積與巖體總體積之間的比值,其孔隙率主要受巖塊碎脹系數的影響,冒落帶中3個部分冒落帶1、2、3的巖塊碎脹系數分別取1.5、1.3、1.2,裂隙帶1、2的巖塊碎脹系數分別取1.02、1.002,故通過巖塊碎脹系數來計算孔隙率,其中空氣中孔隙率為1,且由現場實際數據以及計算可得其黏性系數和慣性系數。對于模擬參數的取值,如表1所示。

表1 采空區內多孔介質參數設置

圖2為Y型通風方式下采空區瓦斯滲流分布立體圖,通過觀察圖中采空區瓦斯的分布情況可知:氣體從進風口進入采空區內部,再由Y型出風口排出,在此過程中瓦斯伴隨著氣流運移出去,使得瓦斯濃度(即指體積分數,下同)在采空區走向上由淺部到深部有逐步增加的趨勢;在豎直方向上,由于裂隙帶的孔隙率大于冒落帶,風流速度相對較小,底板到裂隙帶下部瓦斯增幅明顯,氣體帶走的瓦斯較多。

圖2 Y型通風下采空區瓦斯滲流分布立體圖Fig.2 Stereoscopic diagram of gas seepage distribution in goaf under Y-type ventilation

由圖3和圖4可以看出:沿傾向方向上,靠近采空區回風一邊的瓦斯濃度明顯高于進風一邊,但瓦斯濃度均達到30%以上,這是由于氣體之間存在組分運輸的過程,且瓦斯濃度不同,故出現較為明顯的分層現象;由于冒落帶孔隙率大于裂隙帶,故冒落帶相比其他多孔介質區域瓦斯濃度相對較小,但整體瓦斯濃度過高,這是由于工作面傾向上靠近回風巷一端的瓦斯濃度急劇升高,在回風巷與工作面交界處形成小區域的渦流現象,使得瓦斯流動積聚上隅角局部區域,而氣體不容易帶走該部分瓦斯,從而造成上隅角局部區域瓦斯濃度超限。即如圖5所示,上隅角局部區域瓦斯濃度較高,其中瓦斯濃度能夠達到23.1%,且靠近回風巷上幫和采空區邊沿以及冒落帶區域存在氣體渦流現象,導致瓦斯無法排出。

圖3 Y型通風下采空區瓦斯運移俯視圖Fig.3 Top view of gas migration in goaf under Y-type ventilation

圖4 Y型通風下采空區瓦斯運移左視圖Fig.4 Left view of gas migration in goaf under Y-type ventilation

圖5 上隅角區域瓦斯體積分數分布圖Fig.5 Distribution diagram of gas volume fraction in upper corner area

根據文獻[12]可知,U型通風下上隅角區域瓦斯濃度超限的問題嚴重,回風巷瓦斯濃度達到2.3%,相比之下,Y型通風下回風巷瓦斯濃度在1.0%以下,綜采工作面采空區瓦斯濃度基本符合要求,工作面瓦斯濃度較低,當y軸距離接近回風一側時,隨著與工作面距離越來越遠,同時也靠近采空區邊緣處,瓦斯濃度明顯增大。

2.3 協同抽采下采空區瓦斯滲流分布及規律

采空區瓦斯的協同抽采需形成一個有效性、科學性、針對性的理論體系,來解決抽采的時效性差、瓦斯抽采率低的問題。采用協同學、系統優化理論來建立通風和不同抽采過程中互補互助的抽采方式,在解決上隅角區域瓦斯濃度超限問題的同時,降低采空區深部瓦斯濃度,提高工作面的推進效率,以達到效益最大化的目標。

上隅角埋管抽采是通過將抽采管道預先鋪設在回風巷上幫處,對采空區進行抽采,以降低采空區瓦斯流入工作面;預埋立管抽采是基于上隅角埋管,當抽采口與工作面距離增加,每隔一段間距設立一個三通閥門,閥門上面加上瓦斯抽采器,能夠精確地抽采采空區瓦斯[9];頂板大直徑高位鉆孔是針對在采動裂隙發育的情況下,通過對頂板裂隙不同高度的層位進行大直徑高位鉆孔,用“以孔代巷”的方式,來降低采空區瓦斯濃度[13-14]。由于單一的抽采方式存在局限性,會造成采空區瓦斯抽采效果不明顯,故在聯合上隅角埋管、預埋立管和高位定向鉆孔,自上而下對采空區進行立體式抽采,以完善整體上的抽采系統。

基于Y型通風方式,建立如圖6所示的協同抽采下綜采工作面采空區的三維幾何模型。

本文利用Fluent軟件對協同抽采下采空區瓦斯滲流及分布情況進行數值模擬,其模擬結果見圖7至圖11。通過閱讀大量文獻,將上隅角埋管抽采負壓設為15 kPa,截面尺寸為0.5 m×0.5 m,位于底板高度1.75 m處,深入冒落帶5 m;預埋立管抽采負壓設為10 kPa,與上隅角埋管高度和截面尺寸保持一致,總共設有19個,平距為20 m[9];高位定向鉆孔抽采方式為Outflow,距頂板高度為12 m, 4個鉆孔均位于裂隙帶1中[15],布置在煤層頂板裂隙帶,以達到更好的抽采效果,深入采空區350 m,且每個鉆孔之間的平距為20 m[16]。

圖7 協同抽采下綜采工作面采空區瓦斯滲流分布 立體圖Fig.7 Stereoscopic diagram of gas seepage distribution in goaf of fully mechanized mining face under collaborative drainage

由圖7可以看出:預埋立管以及高位定向鉆孔——“以孔代巷”對于采空區瓦斯運移的影響較大,絕大部分瓦斯被排出采空區,而在氣流的影響下也有一部分瓦斯運移到靠近進風巷一側,導致該部分瓦斯較難從采空區中排出,且瓦斯濃度在靠近進風巷一側遠高于回風巷一側;在豎直方向上,由于受采空區多孔介質孔隙率、黏性系數、抽采方式協同作用的影響,使得瓦斯出現分層現象,但裂隙帶瓦斯濃度仍高于冒落帶。

由圖8和9可知:采空區進風巷一側的瓦斯最高濃度為4.6%,相對Y型通風下瓦斯體積分數大幅度減少,且位于采空區深部的瓦斯濃度也同樣有所減少;在預埋立管和高位定向鉆孔的雙重作用下,對采空區深部的瓦斯濃度也產生了一定的影響,當預埋立管負壓抽采的情況下,卸壓瓦斯會逐步運移到回風巷一側,進而被排出采空區。這從圖10也可以看出:有預埋立管的采空區回風巷一側瓦斯濃度為1.0%以下,以及采空區回風巷上隅角區域瓦斯濃度為1.0%以下,從而解決了上隅角區域瓦斯濃度超限問題,符合要求。

圖8 協同抽采下綜采工作面采空區瓦斯運移 俯視圖Fig.8 Top view of gas migration in goaf of fully mechanized mining face under collaborative drainage

圖9 采空區進風巷一側瓦斯體積分數分布圖Fig.9 Distribution diagram of gas volume fraction on one side of goaf inlet roadway

圖10 采空區回風巷一側瓦斯體積分數分布圖Fig.10 Distribution diagram of gas volume fraction on one side of goaf return roadway

由圖11可以看出:在距底板高度為z=2 m、z=12 m(冒落帶與裂隙帶1的交界處)、z=16 m(大直徑高位定向鉆孔水平高度)、z=26 m(裂隙帶1與裂隙帶2的交界處)的水平剖面,采空區瓦斯濃度隨著距離底板高度的增加而逐漸降低,而冒落帶的孔隙率遠大于裂隙帶,氣體應該更容易在冒落帶中運移,但由于大直徑高位定向鉆孔“以孔代巷”的抽采方式,使得瓦斯在采動裂隙通道中能夠更好地流動,進而導致距離底板越遠,鉆孔的抽采效果越明顯,越向上瓦斯濃度越低。

圖11 底板一定高度水平剖面采空區瓦斯體積分數分布圖Fig.11 Distribution diagram of gas volume fraction in goaf at a certain height of the floor

2.4 抽采前和協同抽采下模擬結果的對比

協同抽采下的埋管能夠更好地抽采上隅角區域的瓦斯(圖12),此時上隅角區域瓦斯濃度在1.0%以下,與Y通風方式下不同的地方是瓦斯并沒有在上隅角區域一處集中,由于3種抽采方式的互相影響,使得瓦斯能夠均勻分布,且相對濃度高的瓦斯會與濃度低的瓦斯產生水平分層。同時,從圖13可以看出:協同抽采下綜采工作面采空區絕大多數區域瓦斯濃度都低于1.0%,但也有極少部分區域超出該數值,該部分可能由于協同抽采方式作用下,使得采空區進風巷內存在一定的渦流現象,使得瓦斯運移至工作面,但對降低綜采工作面采空區整體的瓦斯濃度未產生很大的影響,其中綜采工作面瓦斯最高濃度不超過2.0%;相比于Y型通風方式下的綜采工作面采空區,回風巷一側以及上隅角區域瓦斯濃度超限嚴重,瓦斯濃度最高達到6.0%,因此抽采下比未抽采下瓦斯治理效果更明顯。

圖12 協同抽采下上隅角區域瓦斯濃度分布圖Fig.12 Gas concentration distribution map in lower upper corner area under collaborative drainage

圖13 抽采前后綜采工作面采空區瓦斯濃度對比Fig.13 Comparison of gas concentration in goaf of fully mechanized mining face before and after drainage

3 模擬結果與試驗數據的對比驗證分析

為了驗證上述模擬結果的相對準確性,通過對比文獻[16-17]中偏Y型通風下或超大直徑鉆孔單孔采空區瓦斯濃度和上隅角埋管區域瓦斯濃度的模擬結果,與文中模擬結果基本符合。在文獻[16-17]中,偏Y型通風下上隅角區域瓦斯體積分數為0.53%,大直徑鉆孔單孔內的瓦斯體積分數為2.8%,且綜采工作面采空區埋管抽采下瓦斯體積分數平均為1.2%;如圖11和圖14所示,本文模擬上隅角區域中最高瓦斯體積分數1.11%,且瓦斯體積分數在4個鉆孔中均在1.05%～1.89%范圍之間。因此,本文針對上隅角埋管和高位定向鉆孔下瓦斯濃度的數值模擬結果與試驗數據的誤差在可接受范圍內,說明該數值模擬結果具有一定的可靠性。

圖14 高位定向鉆孔孔內瓦斯體積分數Fig.14 Gas volume fraction in high directional drilling holes

4 結 論

本文通過對數值模擬結果以及與試驗數據的對比驗證,分析了綜采工作面采空區瓦斯滲流分布規律,得到結論如下:

1) 從抽采前在Y型通風下采空區瓦斯運移情況來看,在走向上,距離工作面較遠的采空區深部仍聚集大量的瓦斯,瓦斯體積分數高達98.6%;在傾向上,瓦斯濃度較小,瓦斯體積分數在1.0%以下,且在采空區回風巷與工作面交接處的氣體形成渦流,使得瓦斯仍有一定的聚集。

2) 協同抽采下,采空區瓦斯最高體積分數由98.6%降低至4.6%,綜采工作面與上隅角區域瓦斯體積分數也均降低至1.0%以下,相比自然風排,協同抽采情況下能夠大幅度減少采空區瓦斯濃度,不但能夠治理上隅角區域瓦斯濃度超限,而且增加了瓦斯利用率,同時能夠保證生產安全。

3) 抽采前與協同抽采下綜采工作面采空區瓦斯氣體流場和滲流分布情況完全不同。抽采前,采空區回風巷一側瓦斯體積分數大于進風巷一側,抽采后,由于抽采方式的相互影響作用,反而使得采空區進風巷一側的瓦斯濃度大于回風巷一側,說明自然風排的作用效果甚微。抽采方式的不同,會影響整個采空區瓦斯流場的分布,這可為采空區瓦斯治理提供理論和實踐指導。