1、第 35 卷 第 2 期2023 年 6 月河南工程学院学报(自然科学版)JOURNAL OF HENAN UNIVERSITY OF ENGINEERING(NATURAL SCIENCE EDITION)Vol.35,No.2Jun.2023 采空区瓦斯抽采方式对煤自燃氧化环境影响的数值模拟对比 刘星魁(河南工程学院 资源与安全工程学院,河南 郑州 451191)摘 要:为研究 U 型通风工作面采空区瓦斯抽采对遗煤自燃的影响,以数值模拟为手段,通过求解质量、动量和组分传输方程组比较不同抽采方式下采空区流场与浓度场的变化规律,得到 3 种不同瓦斯抽采方式的抽采效果和火灾风险的优劣排序。结果表
2、明:由于需要使抽采口进入瓦斯富集区,所以抽采效果越好越容易引导空气向采空区纵深发展,自燃危险性越大,如果氧化带扩大范围超过工作面推进速度的极限,应配合注氮等措施降低自燃概率;综合考量抽采效果和安全性,上隅角埋管抽采方案最为经济、安全;当抽采口离工作面较近时,抽采负压过大会引起空气漏风回流,造成抽采浓度降低,甚至引起抽采口附近自燃。关键词:瓦斯抽采;浮煤自燃;数值模拟;抽采方式;抽采效果;安全性 中图分类号:TD712 文献标志码:A 文章编号:1674-330X(2023)02-0035-04收稿日期:2022-09-25基金项目:2019 年河南省高等学校重点科研项目(19A620001)作
3、者简介:刘星魁(1981),男,河南鹤壁人,副教授,博士,主要研究方向为矿井火灾防治理论、计算流体力学应用等。Numerical simulation and effects comparative study on spontaneous combustion oxidizing environment of different gas drainage schemes in goafLIU Xingkui(College of Resources and Safety Engineering,Henan University of Engineering,Zhengzhou 451191,
4、China)Abstract:In order to study the influence of gas drainage on float coal combustion in the work face with U style ventilation condition,the numerical simulation was used as research tool in the process when the mutative law of steady flow and density field in gob under different drainage conditi
5、on was compared by solving the equation set including mass,momentum and component transition.Consequently,the sequence of drainage effect and safety was gained.The result manifests that the more effective drainage pattern,the easier float coal combustion is caused due to guiding air into deep part o
6、f gob when the drainage position is assembled in the gas gathering area.If the widened scope of oxidation zone exceeds the top limitation of work face advancing speed,nitrogen injection should be applied to decrease the combustion probability.Then the pipe laying drainage in upper angle is most econ
7、omical and safe compared with other drainage pattern when only the situation of gas accumulation is controlled in upper angle.Finally,drainage pressure must be not too great.Otherwise,the drainage density will decrease even hazard is caused for the sake of back flow possibly happening in return outl
8、et when drainage position is arranged nearly from work face.Keywords:gas drainage;float coal combustion;numerical simulation;drainage pattern;drainage effect;safety 当今煤矿开采面临瓦斯涌出衍生事故与煤自燃两大灾害模式1。据相关学者调查所得结论,国内煤矿超过一半存在自然发火问题,自然发火占矿井总发火起数的 90%以上,而采空区自燃是开采煤层自然发火最重要的表征2。受开采率限制,采空区内长期滞留大量浮煤,易与氧气发生反应,释放热量并逐
9、渐形成自燃。自燃释放出的有害气体随漏风通道涌入工作面,会污染生产作业环境,影响作业人员健康。长期成规模的自燃易引起突发火灾,威胁工作面安全。此外,对于瓦斯涌出量较大的矿井,在某种极端情况下,自燃产生的明火还可能引发瓦斯爆炸,造成无法挽回的重大损失。卫修君等3指出抽采瓦斯会带入空气,使采动影响区煤层发生自燃,人为制造的高浓度瓦斯库与火相遇极易发生瓦斯爆炸。吴磊等4进行了瓦斯涌出河南工程学院学报(自然科学版)2023 年和煤自燃耦合规律的研究,得出邻近采空区抽采易导致遗煤及下分层煤发生自燃,并根据瓦斯抽采耦合氧化升温数值模型对采空区瓦斯抽采方案进行了优化。屈昀等5利用数值模拟软件 FLUENT 对
10、天池煤矿 401工作面的工况情况进行了模拟,得出抽采负压对采空区瓦斯涌出和自燃“三带”分布的影响规律。褚廷湘等6探讨了共生灾害的耦合特征及致灾机制,采用数值模拟等方法研究共生灾害的演化过程,并建立了共生灾害的预警和防治体系。苑帅7、王培军8从工程实践角度分析了高瓦斯矿井采空区煤自燃的特点和治理难点,归纳了一系列自燃与瓦斯共存条件下进行火区治理的有效办法。在先前相关成果基础上,本研究借助数值方法尝试探究不同瓦斯抽采方案对采空区流场、气体浓度场的影响,进而比较常规工况条件下工作面采空区瓦斯抽采方案的抽采效果及自燃风险,以期为瓦斯涌出和煤自燃的共同治理提供参考。1 1 基本假设及数学模型1.1 基本
11、假设采空区内气体流动具有多孔介质渗流特征,同时存在紊流、过渡流和层流 3 种状态。非线性流仅存在于靠近工作面的一小部分范围内,为简化计算过程,假定层流状态为采空区内主要状态,而工作面假定为充分发展的紊流状态。除此之外,基本假设还包括:(1)采空区内垂直漏风强度远小于水平漏风强度,且冒落带高度明显小于同采空区宽度和长度,二维计算模型可满足工程需要。(2)采空区内瓦斯来源分为底板均匀涌出和遗煤按照时间衰减释放两项。(3)遗煤耗氧强度仅与氧气浓度成线性关系。(4)假设冒落带内多孔介质渗透率近似为各向同性,忽略骨架变形,孔隙率保持不变。气体在空隙中的对流与扩散除受机械能影响外还受浓度差影响,即符合菲克
12、定律。(5)通常工作面两端压差不大,漏风速度很小,可以认为采空区气体为不可压流体,气体密度为常数。经上述假设,研究对象为具有质量源、动量源、组分源的二维多孔介质传质问题。物理模型包括计算区域、压力进口(进风巷)、压力出口(回风巷)、压力出口(抽采管道)和壁面。1.2 数学模型采空区流场与气体浓度场可利用如下数学模型进行求解:(Vx)x+(Vy)y=W,(VxVx)x+(VxVy)y=-x+(2Vxx2+2Vxy2)+Si,(VyVx)x+(VyVy)y=-x+(2Vyx2+2Vyy2)+Si,(wCH4Vx)x+(wCH4Vy)y=DCH4(wCH4x+wCH4y)+WCH4,(wO2Vx)x
13、+(wO2Vy)y=DO2(wO2x+wO2y)-WO2,工作面边界上 p=QR2,壁面上 p=0,抽放口附近-kup=q,(1)式中:x、y 为二维直角坐标系坐标;Vx、Vy为二维坐标上漏风风速;为空气密度,这里取 1.294 6 kg/m3;W 为单位时间总质量改变量,由耗氧和瓦斯涌出强度决定,kg/(m3s);Si为多孔介质中动量损失源,Si=2j=1kvj,这里的 k 为渗透率,仅与多孔介质自身性质有关,对于采空区而言,k=D2pn3150(1-n)2,Dp为多孔介质63第 2 期刘星魁:采空区瓦斯抽采方式对煤自燃氧化环境影响的数值模拟对比平均粒径;n 为孔隙率,由碎胀系数 Kp决定,
14、n=1-1Kp,Kp由矿压监测获得;为空气动力黏度系数,取1.789 4 10-5 kg/(ms);wCH4和 wO2分别为混合气体中瓦斯与氧气的质量分数;DCH4和 DO2为瓦斯和氧气在多孔介质中的扩散系数;WCH4为瓦斯涌出源项,kg/(m3s);WO2为煤样在温度T和氧气质量分数wO2时的耗氧速率,kg/(m3s);p 为工作面两端压差;Q 为工作面风量;R 为工作面通风阻力。式(1)反映了采空区内混合气体速度场与浓度场在自燃耗氧与抽采瓦斯影响下的变化规律,利用FLUENT 求解比较不同抽采方案实施时采空区“三带”的分布规律。其中,氧化带首尾位置用氧气质量分数(8%18%)划分。2 2
15、瓦斯抽采对采空区煤自燃区域影响的数值模拟2.1 物理模型概括及参数说明某煤矿 1402 工作面采用长壁后退式综采法,推进速度约为 5 m/d,采用 U 型通风方式,供风量约为1 500 m3/min,工作面沿倾向约为 195 m,走向长度取 400 m。采空区中间较为密实,进回风两侧由于煤壁支撑,孔隙率逐渐增大。按照 O 型圈原则将采空区分为 5 个区,碎胀系数取 1.141.52。现场采集煤样,由升温实验得常温下新鲜空气中煤样耗氧速度为 1.5210-5 kg/(m3s)。瓦斯补给分为底板均匀涌出和遗煤按时间衰减释放两项,即 WCH4=W0+W1e-xv,其中衰减率 取 0.05,x 为某一
16、点在二维模型中沿 X 轴的坐标,v为工作面推进速度。采空区物理模型及碎胀系数分布如图 1 所示。图 1 采空区物理模型及碎胀系数分布Fig.1 Physical model of goaf and distribution of crushing expansion coefficient2.2 未抽采情况下采空区组分气体分布情况工作面采用标准的双方程紊流模型,进出口两端总压差约为 85 Pa,工作面壁面粗糙程度按照供风量1 500 m3/min 和两端压差进行换算。将煤的耗氧速度、瓦斯补给项编写为 UDF 函数导入 FLUENT 中。了解 U 型通风下采空区原始气体分布状态,在此基础上考察抽采瓦斯对采空区流场分布的影响。模拟过程为稳态模拟,所取结果为空区组分气体浓度分布达到基本稳定的状态。对流项和扩散项采用二阶迎风格式和中心差分格式离散,速度与压力的耦合采用SIMPLE 算法,当残差小于 110-4时认为计算结果收敛。未抽采情况下采空区氧气和瓦斯浓度等值线分布如图 2 所示,局部放大的上隅角瓦斯分布等值线如图 3 所示。图 2 未抽采情况下采空区氧气与瓦斯浓度等值线 Fig.2 Ox