并列雙U型通風方式采空區(qū)瓦斯貯藏與運移規(guī)律研究

李　偉，劉彥青，張　浪，?！÷敚酢《?/p>

(1.煤炭科學技術(shù)研究院有限公司安全分院，北京 100013；2.煤炭科學研究總院煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室，北京 100013)

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采選技術(shù)

并列雙U型通風方式采空區(qū)瓦斯貯藏與運移規(guī)律研究

李偉1，2，劉彥青1，2，張浪1，2，桑聰1，2，王恩1，2

(1.煤炭科學技術(shù)研究院有限公司安全分院，北京 100013；2.煤炭科學研究總院煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室，北京 100013)

為了揭示并列雙U型通風工作面采空區(qū)瓦斯涌出規(guī)律并提出有效的瓦斯治理措施，以陽煤集團新景煤礦92116工作面為研究對象，綜合考慮了工作面推進速度、進風巷風量、采空區(qū)遺煤厚度、回采區(qū)域煤可解吸瓦斯量、回采工作面煤壁瓦斯初始涌出速率等實測參數(shù)，建立了基于移動坐標系下的采空區(qū)瓦斯涌出數(shù)學物理模型，數(shù)值模擬結(jié)果與實測結(jié)果之間誤差小于15%。結(jié)果表明：采空區(qū)首個橫川巷道瓦斯?jié)舛取⒒仫L巷瓦斯?jié)舛?、上隅角瓦斯?jié)舛入S工作面推進速度增大以朗格繆爾函數(shù)形式增長，隨進風巷風量增大以指數(shù)函數(shù)形式減小。針對存在的采空區(qū)首個橫川瓦斯超限難題，定量分析了采空區(qū)第二個橫川埋管抽采瓦斯措施的治理效果。

工作面推進速度；進風巷風量；橫川巷道；瓦斯?jié)舛?；埋管抽采措?/p>

隨著工作面日產(chǎn)煤量增大，傳統(tǒng)的U型通風系統(tǒng)無法滿足回風巷瓦斯?jié)舛扰c上隅角瓦斯?jié)舛炔怀薜陌踩?，并列雙U型通風系統(tǒng)可以有效地解決回風巷瓦斯?jié)舛扰c上隅角瓦斯?jié)舛瘸揠y題，位于山西的一部分高瓦斯高產(chǎn)量礦井中得到應(yīng)用，由于采空區(qū)橫川的存在使得采空區(qū)漏風量增大，采空區(qū)瓦斯涌出量增大，出現(xiàn)了采空區(qū)橫川巷道內(nèi)瓦斯?jié)舛瘸扌码y題。

本文以陽煤集團新景煤礦92116工作面并列雙U通風系統(tǒng)為研究對象，采用數(shù)值模擬與現(xiàn)場實測相結(jié)合的方法進行研究，在總結(jié)前人研究成果的基礎(chǔ)上[1-7]，結(jié)合現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)，建立了更加完善的采空區(qū)瓦斯涌出準確預(yù)測數(shù)學物理計算模型，對工作面推進速度與工作面進風量這兩個重要因素進行定量分析，對采空區(qū)橫川巷道內(nèi)瓦斯?jié)舛瘸拗卫泶胧┻M行模擬驗證。

1　數(shù)學物理模型建立

1.1幾何模型建立

以陽煤集團新景煤礦92116工作面為研究對象，見圖1，不影響采空區(qū)及回采巷道風流場的前提下建立了與現(xiàn)場相同尺寸的幾何模型，見圖2，該工作面采用“兩進兩回”雙U通風系統(tǒng)，回采工作面長180m，平均煤厚2.84m，進風巷、橫川巷道、回風巷寬4.5m、高2.5m，配風巷寬4m、高2.5m。

1.2數(shù)學模型建立

為了研究工作面推進速度對采空區(qū)瓦斯涌出的影響，引入移動坐標系，利用UDF用戶自定義函數(shù)接口對控制方程中的瞬態(tài)項進行了改造。采場巷道內(nèi)空氣流動過程中的質(zhì)量傳遞、動量傳遞能量傳遞用N-S方程組求解，方程組見式(1)。采空區(qū)為多孔介質(zhì)模型，采空區(qū)不同區(qū)域的氣流雷諾數(shù)存在明顯差異，重新壓實區(qū)內(nèi)風流滿足達西定律，自由堆積區(qū)內(nèi)風流滿足冪定律[8]，方程組見式(2)。

圖1　新景煤礦912116工作面通風系統(tǒng)示意圖

圖2　新景煤礦922116工作面幾何模型圖

(1)

(2)

1.3物理模型參數(shù)設(shè)置

利用UDF用戶自定義函數(shù)接口對采空區(qū)滲透率、空隙率分布及采空區(qū)遺煤瓦斯放散速率進行了設(shè)置。

1.3.1采空區(qū)滲透率模型選取

采空區(qū)空隙率與滲透率符合“O”形圈分布規(guī)律[9]，采用空間連續(xù)性函數(shù)表示[10]，空隙率與滲透率之間的關(guān)系滿足Blake-Kozeny方程，空隙率與滲透率分布函數(shù)見式(3)、式(4)。

(3)

(4)

式中：n(x，y，z)為空隙率，1；L為回采工作面長度，m；k(x，y，z)為滲透率，m2；DP為采空區(qū)垮落巖塊平均粒度，mm。

1.3.2采空區(qū)遺煤瓦斯放散速率設(shè)置

采空區(qū)遺煤瓦斯放散的本質(zhì)為一定粒度煤體條件下，煤體內(nèi)部與外界存在瓦斯壓力梯度，瓦斯由煤體內(nèi)部向外界運移擴散的過程，采空區(qū)遺煤瓦斯放散速率公式采用負指數(shù)形式。

采空區(qū)遺煤形成初始時刻，遺煤距工作面巷道較近且未被壓實，周圍空氣流動通道十分暢通，與自由巷道空間內(nèi)煤壁瓦斯涌出情況較為接近，可用回采工作面煤壁瓦斯初始涌出速率實測值近似代替采空區(qū)遺煤瓦斯涌出初始速率。隨著工作面不斷向前推進，遺煤逐漸被壓實，周圍空氣流動狀態(tài)由紊流過渡到層流，與自由巷道空間內(nèi)煤壁瓦斯涌出情況差異較大。

采空區(qū)遺煤來源于工作面回采區(qū)域煤層，利用采空區(qū)遺煤厚度與回采工作面煤體可解吸瓦斯量實測值可求得采空區(qū)單位面積區(qū)域遺煤可解吸瓦斯量。采空區(qū)遺煤可解吸瓦斯量為采空區(qū)遺煤在較長一段時間內(nèi)的累計瓦斯放散量，計算公式見式(5)，采用迭代法求解式(5)得到采空區(qū)遺煤瓦斯涌出衰減系數(shù)。

(5)

式中：Q為單位體積回采工作面煤體可解吸瓦斯量，實測值，m3/m3；Q(T)為單位面積采空區(qū)的遺煤可解吸瓦斯量，m3/m2；h為采空區(qū)遺煤厚度，由平均煤厚與工作面回采率計算得到，m；T為解析時間，取288000min(即200d)；a為采空區(qū)遺煤瓦斯涌出初始速率，用回采工作面煤壁瓦斯初始涌出速率代替，實測值，m3/(m2·min)；b為采空區(qū)遺煤瓦斯涌出衰減系數(shù)，min-1。

采空區(qū)不同深度位置遺煤瓦斯涌出速率不同，可用式(6)表示。

(6)

式中：y為采空區(qū)遺煤位置距工作面的距離，m；Vx為工作面平均推進速度，m/min。

2　數(shù)值模擬與現(xiàn)場實測結(jié)果對比分析

以新景煤礦92116工作面實際測試參數(shù)為模擬參數(shù)，見表1。采空區(qū)壓力場及瓦斯?jié)舛葓瞿M結(jié)果見圖3，橫川巷道處壓力最低，上隅角附近采空區(qū)瓦斯?jié)舛葮O低。

表1　新景煤礦92116工作面實測參數(shù)值匯總

圖3　92116工作面壓力場及瓦斯?jié)舛葓龇植?/p>

工作面瓦斯涌出實測結(jié)果與數(shù)值模擬結(jié)果見表2。由于沒有考慮工作面煤壁瓦斯涌出源，回風巷瓦斯?jié)舛扰c上隅角瓦斯?jié)舛扔嬎憬Y(jié)果值明顯小于實測結(jié)果值，誤差范圍在20%以內(nèi)，滿足工程預(yù)測需求，本文數(shù)學物理模型可用于預(yù)測92116工作面瓦斯涌出情況。

3　數(shù)值模擬結(jié)果分析

3.1工作面風量對采空區(qū)瓦斯涌出的影響

以92116工作面實測參數(shù)為模擬參數(shù)，只改變進風巷風量與工作面推進速度，研究進風巷風量對采空區(qū)瓦斯涌出的影響。

由圖4可得：①當進風巷風量較小時，采空區(qū)漏風減少且采空區(qū)漏風流影響區(qū)域范圍縮小，返回橫川巷道的采空區(qū)漏風減少且攜帶出的瓦斯量減小，造成橫川巷道附近采空區(qū)區(qū)域瓦斯?jié)舛认鄬^低；②當進風巷風量較大時，采空區(qū)漏風大且漏風流影響區(qū)域范圍大，大部分采空區(qū)攜瓦斯漏風流返回到橫川巷道，造成橫川巷道附近采空區(qū)區(qū)域瓦斯聚集。

表2　新景煤礦92116工作面瓦斯涌出實測結(jié)果與模擬結(jié)果

圖4　工作面進風巷風量對瓦斯?jié)舛葓龅挠绊?/p>

由圖5、圖6、圖7可得如下結(jié)論。

1)工作面推進速度一定條件下，回風巷瓦斯?jié)舛取M川瓦斯?jié)舛?、上隅角瓦斯?jié)舛染S進風巷風量增大而減小，回風巷瓦斯?jié)舛入S進風巷風量增大而減小的幅度隨進風巷風量增大而逐漸增大，橫川瓦斯?jié)舛取⑸嫌缃峭咚節(jié)舛入S進風巷風量增大而減小的幅度隨進風巷風量增大而逐漸減小。

2)增大進風巷風量可有效地降低回風巷瓦斯?jié)舛?、橫川瓦斯?jié)舛取⑸嫌缃峭咚節(jié)舛取?/p>

圖5　進風巷風量對回風巷平均瓦斯?jié)舛鹊挠绊?/p>

圖6　進風巷風量對橫川瓦斯?jié)舛鹊挠绊?/p>

圖7　進風巷風量對上隅角瓦斯?jié)舛鹊挠绊?/p>

以進風巷風量為自變量，分別對上隅角瓦斯?jié)舛?、回風巷瓦斯?jié)舛取M川巷道瓦斯?jié)舛冗M行非線性擬合，擬合公式見式(7)，擬合參數(shù)及精度見表3、表4、表5。

(7)

式中：CCH4為瓦斯?jié)舛龋?；Q為進風巷風量，m3/min；a、b、c為擬合公式系數(shù)。

表3　不同工作面推進速度下回風巷瓦斯?jié)舛葦M合公式的擬合系數(shù)及精度匯總

3.2工作面推進速度對采空區(qū)瓦斯涌出的影響

以92116工作面實測參數(shù)為模擬參數(shù)，只改變工作面推進速度與進風巷風量，研究工作面推進速度對采空區(qū)瓦斯涌出的影響。由圖8可得：當工作面推進速度較小時，采空區(qū)滲透率水平三帶演化緩慢，新冒落的遺煤進入重新壓實區(qū)耗時長，遺煤放散瓦斯量小于漏風攜出瓦斯量，造成采空區(qū)一定深度范圍內(nèi)瓦斯難易集聚。

表4不同工作面推進速度下橫川瓦斯?jié)舛葦M合公式的擬合系數(shù)及精度匯總

表5　不同工作面推進速度下上隅角瓦斯?jié)舛葦M合公式的擬合系數(shù)及精度匯總

圖8　工作面推進度對瓦斯?jié)舛葓龅挠绊?/p>

由圖9、圖10、圖11可得如下結(jié)論。

1)進風巷風量一定條件下，回風巷瓦斯?jié)舛?、橫川瓦斯?jié)舛?、上隅角瓦斯?jié)舛染S工作面推進速度增大而增大，增大幅度隨工作面推進速度增大而逐漸減小。

2)保證適當大小的工作面推進速度可有效地控制回風巷瓦斯?jié)舛?、橫川瓦斯?jié)舛取⑸嫌缃峭咚節(jié)舛炔怀蕖?/p>

圖9　工作面推進速度對回風巷平均瓦斯?jié)舛鹊挠绊?/p>

圖10　工作面推進速度對橫川巷道瓦斯?jié)舛鹊挠绊?/p>

圖11　工作面推進速度對上隅角瓦斯?jié)舛鹊挠绊?/p>

以工作面推進速度為自變量，分別對上隅角瓦斯?jié)舛?、回風巷瓦斯?jié)舛取M川巷道瓦斯?jié)舛冗M行非線性擬合，擬合公式見式(8)，擬合公式為朗格繆爾函數(shù)形式，擬合系數(shù)及精度見表6、表7、表8。

(8)

式中：CCH4為瓦斯?jié)舛龋?；Vx為工作面推進速度，m/d；a、b、c為擬合參數(shù).

表6　不同進風巷風量下回風巷瓦斯?jié)舛葦M合公式的擬合系數(shù)及精度匯總

4　橫川巷道瓦斯超限治理措施研究及驗證

針對橫川巷道瓦斯?jié)舛瘸迒栴}，對采空區(qū)埋管抽采瓦斯措施的治理效果進行研究。采空區(qū)埋管位置位于采空區(qū)后方第二個后橫川巷道處。

以92116工作面實測參數(shù)為模擬參數(shù)，在實際進風巷風量條件下，利用數(shù)值模擬研究橫川處埋管抽采采空區(qū)瓦斯措施的效果，見圖12，采空區(qū)壓力最低點轉(zhuǎn)移到第二個后橫川巷道處，采空區(qū)瓦斯向抽采位置集聚，有效降低了采空區(qū)瓦斯向后橫川巷道涌出。

表7　不同進風巷風量下橫川瓦斯?jié)舛葦M合公式的擬合系數(shù)及精度匯總

表8　不同進風巷風量下上隅角瓦斯?jié)舛葦M合公式的擬合系數(shù)及精度匯總

圖12　工作面推進速度為6.25m/d時埋管抽采后采空區(qū)

由圖13可得，埋管抽采措施可大幅度地降低后橫川巷道瓦斯?jié)舛?，降低幅度?0%～60%，當工作面推進速度為6m/d時橫川瓦斯?jié)舛瓤山档偷?%以下。

圖13　采取埋管措施前后橫川巷道瓦斯?jié)舛葘Ρ?/p>

5　結(jié)　論

以陽煤集團新景煤礦92116工作面為工程背景，綜合考慮了工作面推進速度、進風巷風量、采空區(qū)遺煤厚度、回采區(qū)域煤可解吸瓦斯量、回采工作面煤壁瓦斯初始涌出速率等實測參數(shù)，建立了完善的并列雙U型通風工作面采空區(qū)瓦斯涌出數(shù)學物理計算模型。

1)數(shù)值模擬結(jié)果與實測結(jié)果誤差小于15%，說明本文建立的數(shù)值模擬模型可用于預(yù)測該工作面的采空區(qū)的瓦斯涌出規(guī)律。

2)由數(shù)值模擬結(jié)果可知工作面配風量越大，采空區(qū)通風橫川附近采空區(qū)區(qū)域瓦斯聚集情況越嚴重，而上隅角附近采空區(qū)區(qū)域瓦斯?jié)舛群艿?，論證了采空區(qū)通風橫川有利于降低上隅角瓦斯?jié)舛取?/p>

3)橫川巷道瓦斯?jié)舛?、回風巷瓦斯?jié)舛?、上隅角瓦斯?jié)舛入S工作面推進速度增大以朗格繆爾函數(shù)形式增長；橫川巷道瓦斯?jié)舛?、回風巷瓦斯?jié)舛?、上隅角瓦斯?jié)舛入S工作面進風巷風量增大以指數(shù)函數(shù)形式減小；

4)利用數(shù)值模擬驗證了采空區(qū)后方第二個橫川處埋管抽采采空區(qū)瓦斯措施可將采空區(qū)通風橫川巷道內(nèi)的瓦斯?jié)舛扔?.7%降至1%以下，滿足《煤礦安全規(guī)程》要求。

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Study on law of gas storage and transport in gob with parallel double U-shape ventilation

LI Wei1，2，LIU Yan-qing1，2，ZHANG Lang1，2，SANG Cong1，2，WANG En1，2

(1.Institute of Coal Safety and Technology，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China；2.State Key Laboratory of Coal Efficient Mining and Clean Utilization，China Coal Research Institute，Beijing 10013，China)

In order to reveal laws of gas storage and transport in gob with parallel double U-shape ventilation and put forward effective gas control measures，Taken coal face of NO.92116 in Xinjing Coal Mine of Yang Coal Group as the research object.Considering the coal face advancing speed，air quantity of intake airflow roadway，thickness of left mine in gob，the gas amount of mine in coal mining area，initial gas emission rate of working face of coal wall and other measured parameters，the perfect mathematical physics model of gas emission in gob was Established.The variance of results of numerical simulation and measured results was less than 15%.The simulation results show that gas concentration in the first link roadway in gob，gas concentration in return-air roadway，gas concentration in upper corner increased with working face advancing speed growth in the form of Langmuir function，with air quantity of intake air-flow roadway growth decreased in exponential form.according to this problem of gas overrunning in the first link roadway in gob，governance effect of extraction-gas measures in the scend link roadway in gob was analyzed quantitatively.

the coal face；advancing speed；air quantity of intake air flow roadway；the link roadway in gob；gas concentration；extraction-gas measures in gob

2016-03-17

山西省煤層氣聯(lián)合基金資助(編號：2013012007)

李偉(1983-)，男，黑龍江木蘭人，助理研究員,從事礦井通風與煤礦安全的科學研究工作。E-mail：liwei7792@163.com

劉彥青(1989-)，山西忻州人，漢族，碩士，工程師，主要從事礦井通風與空調(diào)、瓦斯災(zāi)害治理、粉塵防治等方面的研究。E-mail：lyqing0906@163.com。

TD712

A

1004-4051(2016)10-0101-06