郭長恒,邢玉忠
(1.太原理工大學安全與應急管理工程學院,山西 晉中 030600;2.山西省煤礦安全研究生教育創(chuàng)新中心,山西 太原 030024)
工作面上隅角瓦斯?jié)舛瘸藓筒煽諈^(qū)遺煤自燃,是影響礦井安全生產(chǎn)的兩大主要隱患[1]。對于U型通風工作面,由于工作面向采空區(qū)漏風較大,冒落帶遺煤和工作面煤壁涌出的瓦斯大量積聚在工作面上隅角[2]。采用高抽巷進行瓦斯抽采時,由于高抽巷斷面面積較大,隨著工作面推進,終巷位置往往深入采空區(qū)過遠,會使采空區(qū)漏風量大大增加,增強遺煤自燃危險性[3]。劉佳佳等[4]研究了高抽巷不同負壓抽放瓦斯對采空區(qū)漏風場及“氧化三帶”分布的影響,研究表明在合理的抽采負壓下氧化帶寬度增加量較大。為降低高抽巷抽采對采空區(qū)氧化帶的擴大,提出以頂板長鉆孔替代高抽巷,配合采空區(qū)注氮降低采空區(qū)氧化帶面積耦合治理方案。以長鉆孔替代高抽巷是提升抽采效率,降低施工成本的有效方式[5],童碧等[6]研究了以孔代巷的工程實踐;童晨晨[7]研究了頂板長鉆孔替代高抽巷對抽采效率的影響,但當前研究未涉及頂板長鉆孔替代高抽巷對采空區(qū)氧化帶擾動的分析。
沿進風巷埋設注氮管路是減小瓦斯抽采對采空區(qū)氧化帶面積擴大的有效措施,優(yōu)化注氮量與注氮位置可以提高氮氣利用效率[8]。與此同時,注氮量過大或距離工作面位置過近有可能導致工作面氧濃度降低,影響作業(yè)人員人身安全。筆者在前人研究的基礎上,結(jié)合中興煤業(yè)1401工作面現(xiàn)場實測,運用ANSYS有限元分析軟件,研究了以孔代巷抽采瓦斯配合采空區(qū)注氮防火,保證上隅角瓦斯?jié)舛劝踩耐瑫r,最大程度減小采空區(qū)氧化帶面積,通過優(yōu)化長鉆孔抽采參數(shù)與注氮參數(shù),實現(xiàn)工作面瓦斯與采空區(qū)遺煤自燃的耦合治理。
1401工作面順槽可采長度1 449 m,傾斜長度200 m。本工作面所采煤層為4#煤層,該煤層位于山西組下部,煤厚2.6~3.1 m,屬中厚煤層,是井田較穩(wěn)定地段,工作面大部分穩(wěn)定可采,煤層平均傾角7°,回采率95%,上覆巖層為頁巖或砂質(zhì)頁巖,屬中硬巖層。工作面日產(chǎn)量1 800 t,工作20 h,總開采層絕對瓦斯涌出量為19.6 m3/min。工作面通風采用U+高抽巷設計,進風巷配風量2 880 m3/min。
煤層在開采過程中,隨著工作面的推進,上覆巖層在自身重力作用下垮落,形成采空區(qū)“橫三帶”及“豎三帶”[9],根據(jù)《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規(guī)范》[10],按相應公式進行計算,實驗模型設置冒落帶最大高度9 m,裂隙帶最大高度36 m。在ANSYS-Workbench軟件中分別建立高抽巷和頂板走向長鉆孔抽采三維模型,采空區(qū)冒落帶尺寸為200 m×200 m,工作面寬度為6 m,模型如圖1所示。
圖1 頂板長鉆孔和高抽巷三維模型Fig.1 Three-dimensional model of long borehole and high extraction roadway in roof
在建立的模型中,瓦斯運移符合連續(xù)性方程,組分質(zhì)量守恒方程及動量守恒方程。將采空區(qū)視為多孔介質(zhì),氣體流動符合Darcy定律,滲流方程見式(1)。
(1)
工作面氣體流動為k-ε湍流模型見式(2)。
(2)
式中:ρ為氣體密度,kg/m3;k為湍動能,m2/s2;ui為平均速度,m/s;μ為動力黏滯系數(shù),Pa·s;μt為湍流動力黏滯系數(shù),Pa·s;Gk為流體平均速度引起的湍動能的產(chǎn)生項;ε為耗散率, m2/s3; 模型常數(shù):c1ε=1.44,c2ε=1.92,σk=1.0,σε=1.3。
工作面瓦斯來源主要為割煤涌出、煤壁涌出與采空區(qū)涌出[11]。通過計算,模型瓦斯涌出源項分布見表1。
表1 瓦斯涌出源項Table 1 Gas emission source terms
模型進風巷及注氮管路設置為速度入口,其中進風巷配風2 880 m3/min,注氮管氮氣濃度為98%。高抽巷及走向長鉆孔設為壓力出口。為模擬采空區(qū)各組分氣體運移,在ANSYS-Fluent軟件中引入UDF函數(shù)設置采空區(qū)孔隙率及黏性阻力系數(shù),并簡化為各向同性,分別見式(3)和式(4)。
(3)
(4)
式中:m為孔隙率;n為黏性阻力系數(shù);x為采空區(qū)深度方向;y為沿工作面方向;z為采空區(qū)垂直方向。
為驗證模型準確性,分別對中興煤業(yè)1401工作面上隅角瓦斯?jié)舛龋叱橄锿咚節(jié)舛冗M行實測,并與模型對比。其中,高抽巷斷面面積為4 m2,位于裂隙帶高20 m處,距回風巷25 m,抽采負壓5 kPa,模擬利用UDF函數(shù)設置高抽巷伸入采空區(qū)100 m,對比結(jié)果見表2。由表2可知,模擬結(jié)果與實測結(jié)果基本接近,由此認為模擬結(jié)果切實可靠。
為達到與高抽巷相當?shù)某椴尚Ч?,模擬不同數(shù)量、位置長鉆孔的抽采效率,模型于裂隙帶高15 m處,分別設置3~6個直徑300 mm的長鉆孔。鉆孔水平位置應盡量靠近回風巷,且保證鉆孔水平位置在采空區(qū)傾向剖面的頂板覆巖卸壓角內(nèi)側(cè)的離層區(qū)內(nèi)[12],設置1#鉆孔距回風巷10 m,各鉆孔間距10 m,抽采負壓10 kPa。受周期來壓的影響,因鉆孔截面積較小,模型中設置鉆孔伸入采空區(qū)50 m,結(jié)果見表3。
由表3可知,鉆孔數(shù)量的增加使上隅角瓦斯?jié)舛戎饾u降低,瓦斯抽采純量不斷增大。當孔數(shù)為5時,長鉆孔抽采平均濃度達到最大,繼續(xù)增加鉆孔數(shù)對上隅角瓦斯降低作用有限。為優(yōu)化長鉆孔抽采效率,在裂隙帶12 m、18 m、21 m處設置對比實驗,實驗結(jié)果見表4。
表2 瓦斯?jié)舛葘Ρ萒able 2 Gas concentration comparison
表3 垂距15 m不同數(shù)量長鉆孔累計抽采結(jié)果Table 3 Cumulative extraction results of different numbe f long boreholes with 15 m vertical distance
表4 長鉆孔數(shù)量為5時不同垂距下抽采結(jié)果Table 4 Drawing results under different vertical spacin hen the number of long boreholes is 5
根據(jù)不同高度鉆孔抽采對比可以看出,鉆孔高度過低,受裂隙帶下部孔隙率較大的影響,抽采量大而抽采濃度較低;鉆孔高度過高則裂隙帶孔隙率較小,不利于氣體在裂隙帶中的運移,抽采混量較小。當鉆孔高度為18 m時,對上隅角瓦斯?jié)舛鹊慕档托Ч詈?,抽采純量也較大,此時上隅角瓦斯?jié)舛鹊陀?%,與高抽巷抽采時的上隅角瓦斯?jié)舛冉咏?,認為該條件下頂板長鉆孔抽采已達到高抽巷的抽采效果。
采空區(qū)氧化帶的劃分通常以氧氣濃度或風流速度為劃分依據(jù)[13],本文以氧氣濃度18%作為散熱帶和氧化帶的劃分依據(jù),以氧氣濃度8%作為氧化帶和窒息帶的劃分依據(jù)。在工作面中部之后的采空區(qū),冒落帶垂距1 m處,采用不同瓦斯抽采方式時的氧氣濃度分布見圖2。
由圖2可以看出,在未進行瓦斯抽采時,采空區(qū)氧化帶最大寬度約45 m。當采用高抽巷抽采瓦斯時,由于工作面向采空區(qū)漏風量顯著增大,氧化帶寬度增加至70 m,采空區(qū)遺煤自燃的危險性急劇增強。當使用頂板長鉆孔抽采瓦斯時,漏風量較小,氧化帶寬度的增加量遠遠小于高抽巷抽采,與未進行抽采時氧化帶寬度相差不大。此時的氧化帶最大寬度約為50 m,可見頂板長鉆孔抽采在保證上隅角瓦斯?jié)舛炔怀薜那疤嵯?,對采空區(qū)氧化帶的擾動較小,遺煤自燃的風險性也比高抽巷要低。
圖2 沿采空區(qū)深度方向距進風巷100 m氧濃度分布Fig.2 Distribution of oxygen concentration 100 rom entry roadway along goaf depth
當使用5個頂板長鉆孔以負壓10 kPa抽采采空區(qū)瓦斯時,采空區(qū)氧化帶分布與未抽采時的對比見圖3。由圖3可以看出,長鉆孔抽采使采空區(qū)氧化帶面積增加,氧化帶位置整體后移,在進風巷側(cè)氧化帶寬度由35 m增加至45 m。氧化帶最寬處仍位于采空區(qū)中部位置,寬度約為50 m,位于采空區(qū)深部40~90 m處。
在回風巷側(cè)由于距離進風巷位置較遠,由工作面向采空區(qū)的漏風量較小,僅在近工作面“O型圈”區(qū)域存在少量漏風,氧化帶寬度較窄,自然發(fā)火隱患區(qū)域主要集中于采空區(qū)中下部,考慮到實際中的工程應用,在工作面中部埋設注氮管路實施不便,因此提出沿進風巷側(cè)埋設注氮管路降低氧化帶面積的耦合治理措施。
圖3 長鉆孔抽采條件下采空區(qū)氧化帶分布Fig.3 Distribution of oxidation zone in goaf under long borehole extraction condition
為進一步減小長鉆孔抽采瓦斯時采空區(qū)氧化帶面積,沿進風巷側(cè)向采空區(qū)埋設注氮管路,模型設置注氮管路直徑為200 mm,注氮口方向平行于工作面。根據(jù)長鉆孔抽采時氧化帶分布,設置初始注氮口位置為采空區(qū)深部80 m處。通過數(shù)值模擬,分析不同注氮量對采空區(qū)氧化帶分布的影響,模擬結(jié)果見圖4,不同注氮量下的氧化帶最大寬度見表5。
由圖4和表5可知,氮氣的注入對采空區(qū)氧化帶的分布產(chǎn)生了顯著影響,當注氮量為1.5 m3/min時,進風巷側(cè)氧化帶寬度由45 m降至約5 m,較少的注氮量就已經(jīng)使進風巷側(cè)注氮管路附近的氧化帶寬度急劇減低。隨著距注氮口距離的增加,氮氣對氧化帶寬度的影響逐漸減小。相對于未采取注氮措施時,采空區(qū)中部的氧化帶寬度減少了約8 m,此時注氮量對采空區(qū)中部氧化帶寬度的減小作用還不明顯。氮氣的注入使氧化帶與窒息帶分界位置前移,氧化帶整體面積得以減小,但氧化帶與散熱帶的分界位置基本保持穩(wěn)定,這說明注入氮氣在控制采空區(qū)氧化帶面積的同時,并沒有對工作面氧氣濃度產(chǎn)生影響,處于工作面位置的施工人員人身安全得以保證。
圖4 不同注氮量下的氧化帶分布Fig.4 Distribution of oxidation zone under different nitrogen injection rates
表5 不同注氮量下的氧化帶最大寬度Table 5 Maximum width of oxidation band unde ifferent nitrogen injection rates
通過增加注氮量進行對比實驗可以看出,隨著注氮量的增大,在氮氣的惰化作用下,采空區(qū)氧化帶面積不斷減小,氮氣對采空區(qū)中部氧化帶分布的影響逐步增強,注氮量的增加與采空區(qū)氧化帶面積的減少基本呈負相關(guān)關(guān)系,氮氣的注入很好地抑制了采空區(qū)的遺煤自燃。氧化帶分布的整體變化趨勢為向采空區(qū)外部遷移,降低了深部自燃的隱患,同時由于距工作面位置越近,漏風強度越大,氮氣的運移在漏風影響下未擴散至工作面,而是很好地由進風巷側(cè)向工作面中部位置遷移。
當注氮量為5.5 m3/min時,氧化帶寬度減小了約25 m,此時的氧化帶與窒息帶分界線基本與工作面垂直,氧化帶中部寬度得到了很好的降低。當注氮量達到實驗最大值11 m3/min時,氧化帶最大寬度已經(jīng)減小至18 m,此時采空區(qū)遺煤自燃風險已經(jīng)得到了顯著降低,注氮口附近氧化帶與散熱帶的分界位置稍有前移,但仍處于安全范圍之內(nèi)。
對于推進中的工作面,合理的氧化帶寬度[14]見式(5)。
Lm (5) 式中:Lm為氧化帶臨界寬度,m;V為工作面日推進速度,m/d;τ為發(fā)火期,d。 1401工作面實際推進速度約2.1 m/d,煤層最短發(fā)火期18 d。合理氧化帶寬度為37.8 m,長鉆孔抽采配合5.5 m3/min的注氮量已將氧化帶最大寬度降至約25 m,很好地防止了采空區(qū)自燃發(fā)火。 為提高注氮效率,以注氮量5.5 m3/min為基準,模擬優(yōu)化注氮位置,對比試驗分別在70 m、95 m、115 m位置設置注氮口。根據(jù)模擬結(jié)果,分別在工作面方向距進風巷1 m、100 m處向采空區(qū)深部方向提取氧濃度曲線,對比結(jié)果見圖5和圖6。 圖5 沿采空區(qū)深度方向距進風巷1 m氧濃度分布Fig.5 Distribution of oxygen concentration 1 rom entry roadway along goaf depth 圖6 沿采空區(qū)深度方向距進風巷100 m氧濃度分布Fig.6 Distribution of oxygen concentration 100 rom entry roadway along goaf depth 由圖5可以看出,在進風巷側(cè)不同的注氮位置對氧化帶寬度和位置均有影響,注氮位置越靠前,氧化帶寬度越窄。當在70 m處注氮時,氧化帶寬度約為3 m,隨著注氮位置的后移,氧化帶寬度逐漸增大;當注氮位置為115 m時,氧化帶寬度增加至10 m左右,說明注氮位置過深會使防火效率下降。同時隨著注氮位置的移動,氧化帶位置也在移動,當注氮管位于70 m位置時,氧化帶位置最靠前??紤]到70 m處已是采空區(qū)氧化帶與散熱帶分界位置,繼續(xù)向前移動注氮位置,在注氮口附近入口風速的影響下,勢必會造成氧化帶分布的整體后移,呈現(xiàn)“進風巷與注氮口雙重漏風”的狀態(tài),因此70 m處是較佳的注氮位置。 由圖6可以看出,在工作面中部,注氮位置對氧化帶寬度影響較大,注氮位置位置越靠前,氧化帶寬度越小。注氮位置的移動對采空區(qū)氧化帶與散熱帶分界位置影響較小,注氮位置的后移使氧化帶與窒息帶分界位置后移,氧化帶整體面積增大。在90~115 m范圍,注氮位置的變化對氧化帶寬度已基本無影響。因此,在70 m位置注氮,即散熱帶與氧化帶交界位置,可以取得最佳效果。 中興煤業(yè)1401工作面采用了U+高抽巷設計,采空區(qū)遺煤自燃危險性極大,根據(jù)現(xiàn)場情況及模擬結(jié)果,提出頂板長鉆孔配合進風巷側(cè)埋管注氮的耦合治理模型,對臨近工作面或相似的高自燃風險的煤層開采具有指導意義,模型如圖7所示。 圖7 頂板長鉆孔抽采與埋管注氮耦合治理模型Fig.7 Coupled treatment model of roof long borehol xtraction and buried pipe nitrogen injection 模型在回風巷中布置鉆場,利用專用鉆孔擴孔設備將頂板長鉆孔經(jīng)工作面上覆巖層延伸至采空區(qū)裂隙帶,實現(xiàn)上隅角瓦斯治理。沿進風巷自開切眼開始埋設注氮管路,依據(jù)氧化帶深度,工作面推進70 m時開啟注氮設備,依據(jù)氧化帶寬度,隨著工作面推進每隔45 m預留下一管路,當新的注氮口移至采空區(qū)散熱帶與氧化帶分界位置時,停止上一管路注氮,開始在新管路注氮,以確保最大化降低氧化帶寬度,實現(xiàn)頂板長鉆孔抽采控瓦斯與采空區(qū)注氮防火耦合治理。 1) 通過對長鉆孔參數(shù)的優(yōu)化,以5個直徑300 mm,距回風巷10 m、距煤層底板15 m的頂板長鉆孔替代高抽巷,能有效控制上隅角瓦斯?jié)舛取T诒WC抽采效率及上隅角瓦斯不超限的前提下,頂板長鉆孔抽采將采空區(qū)氧化帶寬度擴大了5 m,而高抽巷抽采將氧化帶最大寬度擴大了25 m,頂板長鉆孔抽采相較高抽巷抽采對采空區(qū)氧化帶寬度的增加量較小,更利于防止采空區(qū)遺煤自燃。 2) 以5個直徑300 mm的頂板長鉆孔抽采配合在進風巷側(cè)70 m處注入5.5 m3/min的氮氣可以最大程度地減小采空區(qū)氧化帶面積,此時的氧化帶最大寬度由頂板長鉆孔抽采下的50 m降至25 m左右,小于1401工作面合理的氧化帶寬度。 3) 建立了頂板長鉆孔抽采瓦斯配合進風巷側(cè)埋管注氮的耦合治理模型,以氧化帶據(jù)工作面深度確定初始注氮口位置,以長鉆孔抽采條件下的進風巷側(cè)氧化帶寬度確定注氮埋管間距?!斑叢蛇叧檫呑ⅰ钡牧Ⅲw化配合對高瓦斯礦井易自燃煤層的治理具有指導意義,能最大化保證工作面安全,防止采空區(qū)自燃發(fā)火。4.3 長鉆孔抽采條件下注氮位置對氧化帶的影響
5 應 用
6 結(jié) 論