xx年自主课题结题报告

1 / 55XX 年自主课题结题报告煤炭资源与安全开采国家重点实验室XX 年自主研究课题结题报告课题名称： 煤矿隐蔽火源探测与治理关键技术负 责 人： 王德明联系电话： 0516 83590592电子邮箱： wdmcumt通讯地址：徐州大学路 1#中国矿业大学矿业中心资助金额： 50 万元执行年限： XX 年 1 月 XX 年 12 月填表日期： 年 月 日中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室制表结题报告正文撰写提纲一、报告正文参照提纲格式自由撰写，并可以根据需要分解或增设栏目。要求层次分明、条目清晰、内容准确。主要栏目为：2 / 551、 课题摘要。2、 研究计划要点及执行情况概述。3、 研究工作主要进展和所取得的成果。4、 国内外学术合作交流与人才培养情况。5、 存在的问题、建议及其他需要说明的情况。二、研究成果目录和数据统计表。1、 成果类型分为“获奖、专利、专著、期刊论文、会议论文、其他”六大类，请归类集中填写，逐类单独编号；无正式录用证明的论文暂不列入；表格不够可自行增加；2、 是否标注“自主课题资助编号及实验室为第一作者单位”情况，请根据实际情况在标注栏中说明。三、报告附件内容1、属本课题研究内容已发表的符合标注要求的学术论文复印件及被引用情况；2、授权专利相关证书复印件；3、科研获奖证书复印件；4、其他成果清单和必要的证明材料复印件。注：科技部国家重点实验室建设与运行管理3 / 55办法及煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主研究课题管理办法请登录实验室网站查询，网址:。四、注意事项1、 请以宋体、小四、行距 20 磅填写申请书的各项内容，要求实事求是，逐条认真填写，表达明确严谨，字迹清晰易辨；课题摘要报告正文1 研究计划要点及执行情况概述研究计划要点本课题的研究工作基本按照计划任务书展开，适当调整了部分内容的技术路线。课题组确立了“松散煤岩多孔介质中自燃火源及伴生物的运移特性” ， “基于气体分析法的煤自燃隐蔽火源的探测原理” ， “三相泡沫防灭火材料在采空区多孔介质中的流动及灭火机理” 三个关键科学问题。针对这三个关键科学问题，项目初期制定的火源气体产物在采空区中运移扩散特性研究的主要技术路线为“通过在是实验室建立相似模型来展开” ，在深入分析与系统调研的基础上，课题组最终否定了这一技术路线的可行性。具体的原因为：在实验室建立的相似模型，模型很难模拟采空区真实的矿压特征，因此测试结果难以做到与4 / 55现场实际状况相符；模型的尺寸不可能足够大，这易造成模型内不同位置的气体差异较小，甚至体现不出差异，从而导致研究不能开展；模型的密封和绝对隔热也存在技术难题，难以克服。这种情况下，存在得不到有价值研究结论的可能。因此，课题组对技术路线进行了适当修改，提出了现场实测、现场示踪气体试验和数值模拟相结合的采空区隐蔽火源气体产物运移扩散特性的研究方法，采用该方法研究了煤自燃隐蔽火源的特性。针对第二、第三个科学问题，技术路线没有做大的调整。总的来说，本课题按照既定的研究内容、目标和技术路线，完成了课题的研究目标。具体主要取得了以下几个方面的研究成果：一、对采空区的气体组分进行了实测和数值模拟研究，在此基础上分析了采空区隐蔽火源的可能分布范围特征。二、在隐蔽火源可能发生的范围内设置虚拟火源，采用数值模拟技术研究了采空区自燃火灾条件下气体产物运移扩散的特征，分析了自燃火源位置和气体产物分布规律间的对应关系，为依据气体分布判断采空区自燃火源的位置奠定基础。三、在煤矿现场，开展了火灾条件下采空区气体分布特征的实测与分析研究，并将研究结论和数值模拟结论做了对比分析。5 / 55四、在对煤自燃火源热、电特性的研究的基础之上，提出了基于热电复合的大面积煤火区域煤自燃火源探测技术，并在煤火治理过程中进行了成功应用五、采用现场灌注试验的方法研究了隐蔽火源治理的防灭火介质-三相泡沫在采空区的渗流特性，得到了三相泡沫的堆积高度和扩散宽度及其影响因素。六、采用实验室实验的方法研究了三相泡沫的基本渗流特性，得出了三相泡沫渗流规律的理论计算方法。在理论分析、实验研究的基础上，建立了三相泡沫在采空区渗流的三维数学模型，采用对现场灌注试验进行数值模拟的方法对数值模拟的方法进行了验证。七、建立了防灭火泡沫在采空区渗流的数学模型，提出了三相泡沫在采空区渗流的数值模拟方法，开展了三相泡沫在综放面采空区流动特性的数值模拟研究。八、开展了防治煤炭自燃的稠化砂浆及其特性研究。执行情况项目基本按照计划进行，研究的成果主要反映在出版的 2 部专著、申请的 5 项专利，发表的 14 篇论文中。2 研究工作的主要进展和所取得的成果6 / 55开展了隐蔽自燃火源气体产物运移特征的数值模拟研究采用数值模拟和现场实测的方法研究了采空区隐蔽火源自燃气体产物一氧化碳在采空区的运移、扩散特性。隐蔽火源传质传热数学模型应用煤自燃、传质、传热学等理论建立了采空区自然发火的三维数学模型。1）主要控制方程:?ui?sm?t?xi?p?ij?gi?si?ui?xj?xi?xj?t?t?div?div)?Ss?div?div?ST?tcp?式中，? 为混合气体密度，i 标记为，xi 表示三维空间中的 i 方向，t 为时间，u 表示速度，ui 为 i 方向上的速度分量，sm 采空区内气体质量增减量。p 是气流微元上的压力，其中 i,j 标记为，xj 表示三维空间中的 j 方向，?ij 为分子粘性作用而产并作用在气体微元上的粘性应力张量，gi 为 i 方向上的重力体积力，Si为 i 方向上气体在采空区多孔介质运移过程中附加的动量损失源项，由括粘性损失和惯性损失两部分构成，可表示为：337 / 55Si?Dij?vj?Cijj?1j?11?vjvj 2式 si 中，? 为采空区气体的粘度；Dij,Cij 分别为粘性损失系数、惯性损失系数矩阵。vj 为速度在 x，y，z三个坐标方向上的分量，由此可见当流动速度足够小时，式中惯性损失部分相对于粘性损失可看作无穷小项，附加动量损失源可简化为 Dacy 公式表示。式中，cs 为组分 s的体积浓度，?是该组分的密度， Ds 为该组分的扩散系数，Ss 为采空区内部单位时间内单位体积通过化学反应产生的该组分的质量，div=?ax/?x?ay/?y?az/?z 为引入的矢量符号。根据 FICK 定律，采空区各种气体的扩散流量用下式表示，即：Ji?Dim?XiDiT?T?xiT?xi 式中，Ji 为第 i 种气体的扩散流量，主要由浓度梯度、热力梯度引起；Dim 为TXDii 混合气体的扩散系数，为气体的质量分数；i 为热扩散系数；T 为温度。对于非稀薄气体，式 x 可以采用多组分扩散公式代替，即：Ji?MiMminj,j?i?Dij?iMmix?xiT?xi 8 / 55其中，Mi 是气体 i 的分子量；Mmix 是混合气体的分子量；组分扩散系数。 Dij 是气体组分 i 的多氧气与浮煤发生物理吸附、化学吸附以及煤氧复合等物理化学变化，是采空区氧浓度不断下降的主要原因。低温氧化阶段氧气的消耗速率可以采用下述公式来表示：Rate?Ao2nexp 式中，E 为反应活化能，根据煤种的不同取1295KJ/mol，本次数值试验取值 64KJ/mol；A 是指前因子，依赖于煤级和测试方法；n 为常数，取值多在1 之间；R 为气体常；T 为热力学温度； O2是指氧气的体积浓度。隐蔽火源火灾产物的数值模拟研究1） 隐蔽火源可能分布范围研究一般情况下隐蔽火源出现在采空区“自燃带”内，因此研究得到采空区“自燃带”的分布范围，即可掌握隐蔽火源可能分布区域。确定“自燃带”可能分布区域，是采用设置火源的方式研究火源产物运移分布特征的前提，因为只有在隐蔽火源可能存在范围内，利用“模拟火源”展开火源特性研究，才具有实际的意义。9 / 55图 2-1 测点分布示意图为研究综放工作面“自燃带”的分布，对某矿综放工作面采空区氧气分布进行了现场实测研究，测点布置见图 2-1，实测得到的采空区氧气浓度曲线见图 2-2 所示。2118氧气浓度 15129630050100150200距工作面距离250300图 2-2综放面氧气浓度实测数据曲线应用渗流、传质、计算流体力学等理论，建立描述采空区自然发火的数学模型，通过可视化求解软件对采空区氧气浓度场的分布进行了数值模拟研究。模拟结果如图 5 所示。图 2-3 氧气浓度分布云图10 / 55按照氧气浓度 5%18%为采空区“自燃带”的划分标准，圈定了采空区可能出现隐蔽火源的范围，如图 2-4 所示。图 2-4 采空区“自燃带”分布范围2）隐蔽火源气体产物运移规律的研究在“采空区隐蔽火源可能分布区域划分”即自燃带分布特征研究的成果上，开展隐蔽火源产热、产物特征的数值试验研究。具体的研究方法是,将采空区“自燃带”划分成几个主要区域，在每个区域内设置火灾气体产物和热产物传播特征的数值试验研究。目前已经开展了气体产物的运移扩散特性研究，具体做法是：在如图所示的 9 个点区域范围内，设置火灾气体源项，之后采用 CFD技术数值模拟气体产物的运移扩散特性。火源位置示意图如图所示，这九个点分别位于采空区深部5m，10m ，20m 的采空区进回风测、采空区中部。图 2-5 数值试验设置的火源位置示意图第二步，在不同区域内设置模拟火源，采用数值试验相的方法研究火源产物的在采场可接触边界上的分布特征。11 / 55图2-62-14 为数值模拟得到的火灾条件下气体产物一氧化碳在采空区的分布规律。图 2-6采空区火灾气体分布特征图 2-7 采空区火灾气体分布特征图 2-8 采空区火灾气体分布特征图 2-9 采空区火灾气体分布特征图 2-10 采空区火灾气体分布特征图 2-11 采空区火灾气体分布特征图 2-12 采空区火灾气体分布特征图 2-13 采空区火灾气体分布特征图 2-14 采空区火灾气体分布特征通过对数值模拟结果的简单分析可以获知：当12 / 55火源位于采空区进风侧时，一氧化碳在采空区中运移扩散的范围较广。在进风侧采空区浅部时，一氧化碳在工作面据进风巷稍远位置处，即可通过工作面支架处溢向工作面，当火源位置存在于采空区的稍深部，距工作面的距离达到20m 时，一氧化碳则不会从距进风巷较近的支架间溢出，而是从靠近工作面回风侧扩散出来。因此，当工作面回风侧有一氧化碳扩散出来时，这并不能说明着火点就在采空区回风侧，这种情况下，存在火源点位于采空区进风侧的可能。采空区中部有隐蔽火源时，火灾气体产物一氧化碳浓度下降的梯度较大，气体扩散的范围较小，气体浓度下降的梯度较大，若采空区中部出现自燃隐蔽火源则火源气体产物一般仅从采空区中部的支架间扩散出来。在采空区回风侧出现隐蔽火源时，一氧化碳不会从进风侧和工作面中部出来，一般仅从回风侧扩散出来；火源位于采空区浅部时，火灾气体产物运移扩散的范围较广，火源位于采空区深部时，气体产物运移扩散的范围较小；进风侧有火源时，火灾气体产物一氧化碳的扩散范围较广，回风侧有火源时一氧化碳的扩散范围次之，工作面中部有火源时一氧化碳的扩散范围较小。13 / 55开展了采空区自燃火灾气体分布特征的现场实测1）现场实测案例 1XX 年 1 月 19 日前窑街三矿 5521-15 工作面正常回采，瓦检员、火区观察员均未检测出 CO 气体，也未发现任何发火预兆。XX 年 1 月 19 日 22 时许，工作面8#12#架后部采空区出现烟雾，回风流中 CO 浓度达到300ppm；19 日夜班开始，工作面开始不放顶煤，加快推进速度，20 日工作面推进了 2m，此后每天的推进速度维持在 3m 左右。但工作面的火势继续发展，CO 浓度不断升高，至 26 日 6 时，上隅角 CO 浓度为 1200ppm，回风流中达 820ppm，工作面能见度小于 3m，工作面面临封闭的危险。为了找准发火位置并研究自燃气体产物一氧化碳的运移扩散规律，采用钻探分析 CO 变化圈定位火区范围。先后从皮带巷壁向采空区施工注水钻孔 1#5#，钻孔的终孔位置分别在 3#、6# 、9#、12#和 15#支架顶部；由皮带巷向 14 分层皮带巷施工灌浆孔 G2、G4、G6、G7；从工作面下方的 1400 东抽放巷向 5521-15 采空区中皮带巷位置施工 1#、2#孔，终孔位置分别位于支架后 15m 底板向上 15m 和支架后 8m 底板向上 10m；并检查分析温度和 CO 气体变化情况，只有 1400 东抽放巷 1#孔有高浓14 / 55度 CO，并有热气，CO 从东北切眼向西南二系统方向浓度逐渐降低，CO 分布是：1400 东抽放巷 1#孔 CO，%,并有乙炔、乙稀、乙烷；2#孔无 CO 气体，注水孔 1#5#孔CO，%；G2 、G4 孔 CO，% ；G6 、 G7 孔 CO，%。1 月19 日工作面出现烟雾，温度 20 。1400 东抽放巷 1#孔内气体最大，且有乙炔，有微量烟雾，温度 20，根据CO、温度情况，分析认为火源在 5521-15 采空区皮带巷顶板侧附近，距采帮线 20030m。综合分析判断，采空区中煤自燃高温点位于采空区进风巷道附近的丢煤区，距采帮线 2030m，高度在本分层底板向上 1020m 范围内。2）现场实测案例 207 年 9 月 27 日 5 时 10 分综采二队工作面机道以上 11m 处有轻微烟雾从架后冒出，从而断定采空区自然发火隐患升级。此时，青烟下风流 5m 处气样中 CO 含量达 5000 ppm 以上。为控制火势的发展，立即采取从顶板巷钻孔和架后插管向采空区注水的措施。由于火区环复杂，措施未能奏效，烟雾逐渐扩大，人员被迫撤离，为了防止事故进一步扩大，9 月 27 日 19 时开始将工作面封闭，至当晚 23 时封闭工作完毕， 29 日在顶板巷、机道以及回风道完成永久密闭，至此形成综采二队工作面采后火区，如图 2-15。第 11 页15 / 55图 2-15 火区示意图封闭火区形成后，分别从回风道密闭，机道密闭和顶板巷进行了采空区气体的实测。依据实测数据绘制的一氧化碳气体变化曲线如下图所示：PPmPPm顺次图 2-16 回风巷、进风巷密闭一氧化碳浓度的变化顺次 PPm 顺次图 2-17 顶板巷内一氧化碳浓度的变化通过对上述地点一氧化碳浓度的实测数据可以看出：进风侧一氧化碳浓度较高，并且持续时间较长，按照数值模拟研究得出的结论，这说明火源位置位于进风侧的可能性较大。进风巷、顶板巷、回风巷构成了一进两回的通风方式，其中回风巷和顶板巷可以视作为回风巷，进风侧出现自燃火源时顶板和回风巷二者均出现火灾气体产物一氧化碳这与数值模拟得到的结论是相同的。提出了基于热电复合异常响应的大面积煤火区16 / 55域自燃火源探测技术目前主要使用的煤火探测方法有：遥感法、磁法和电法。遥感探测对地表温度显现不明显的浅埋煤层煤火的探测比较困难；磁法探测只在富含铁质矿物的地区有 第 12 页较为明显的响应，且无法对火区发展边缘进行定位；电法探测受水分影响较大，不适合已采用了注水灭火的火区探测。安太堡火区虽然埋藏浅，但受煤岩弱导热性的影响地表部分区域温度无明显异常显现，且前期采用注水治理，火区底部存在大量积水，导致以上探测方法难以对火区进行精确定位。为此，课题组提出了基于热电复合异常响应的煤火发展区域探测技术，对火区发展边缘及高温区域进行探测。根据浅藏煤层赋存、漏风及自燃发火条件，采用钻探法对安太堡火区浅藏煤层可能发火地点的地下煤岩介质松散度进行探测并结合钻孔测温表明：浅埋藏煤层自然发火高温区主要分布在松散煤岩区域附近，松散煤岩区是煤火可能发生的危险区，如图 1 所示。根据浅藏煤层发火分布特征，通过对煤岩介质内松散垮落区的准确探测并结合针对性的布孔测温与温度场反演即可对煤火发展区精确探测。煤岩介质松散垮落区具有电磁特性差异特征，煤17 / 55火温度异常区主要体现为热信号差异。因此，综合利用火区电磁场和热异常响应信息的复合探测技术，可实现浅地表煤火发展区域的精确探测，并大幅削减以往单独使用测温法进行火区填图的工程量。图 2-18 浅埋藏煤层煤火分布特征现场实验图浅埋煤层煤火可能发火区的识别根据火区煤层埋藏较浅的实际情况，同时考虑因注水致使火区电阻率异常特性已遭到破坏的问题，选用分辨率高、操作简便、特别适用于浅埋深异常构造勘探的探地雷达对可能发生煤火的煤岩松散垮落区域探测。为提高探地雷达的探测精度，本项目开展了地下松散垮落异常结构的电磁响应规律和辨识方法的研究。首先根据煤火区现场地质条件构建了两类典型地下松散垮落结构的物理模型，利用麦克斯韦理论推导了二维煤岩介质中的波动方程，结合时域有限差分和 Yee 元胞网格剖分方法模拟了电磁波在含松散垮落结构煤岩介质内的传播过程及电磁场分布，建立了松散垮落异常结构的电磁响应正演模型，如图 2 所示。第 13 页图 2-19 两类典型松散垮落结构物理模型与电磁场响应正演结果18 / 55理论研究结果表明：煤层上覆岩层与煤层之间具有较为明显的电性参数差异，在非松散垮落区域内的煤层会在探地雷达资料上形成一连续的地下反射波同相轴；而在松散垮落区域内，由于松散垮落区域造成的岩性与产状突变，必然引起煤层反射同相轴的连续性遭到破坏，振幅产生异常；同时在松散垮落区域边界和区内较为高频的突变点还会引起电磁波的绕射，增加松散垮落区域范围圈定的可靠性。应用电磁勘探手段可以很好的判别松散垮落区域。其次，根据不同条件下模拟获得的松散垮落异常结构电磁响应规律和合成雷达剖面数据，对雷达数据的处理方法进行效果比较分析及优化，通过对原始雷达波进行增益处理增强有效信息，采用多次滤波来压制随机与不规则的电磁干扰，利用发射波层析成像技术进行偏移绕射处理，最终形成了合成雷达剖面数据的多重滤波校正数据处理方法。通过该方法获得了浅藏煤层地下煤岩介质内典型松散垮落结构的电磁响应基本特征：煤岩松散区域雷达反射波的同相轴不连续，尾波紊乱；空洞界面雷达反射波同相轴连续，能量较强。图 2-20 为雷达剖面处理技术流程示意图，图 2-21 和图 2-22 为处理后的松散介质和空洞区电磁响应图。19 / 55图 2-20 雷达剖面处理技术流程示意图第 14 页图 2-21 含松散煤岩介质电磁响应特性图图 2-22 含空洞煤岩介质电磁响应特性图基于温度场反演的煤火发展区域的定位在雷达探测确定的浅藏煤层可能发火危险区域内，采用热电偶对危险区内布置的钻孔进行测温，获得火区钻孔温度数据；通过烧变煤岩、高温产气两相热传输能量平衡模型和火区温度场模拟方法，采用以钻孔数据为目标函数的温度场分布人工智能优化技术，对煤火区温度场分布重构反演。图 2-23 为火区温度场重构技术流程示意图。图 2-23 火区温度场重构技术流程示意图采用以上技术对安太堡 9 号煤火区中的隐蔽火点进行探测，图 2-24 为煤火松散区域探地雷达探测数据处理与解释图。图 2-25 为火区测试区探地雷达的测试结果，图中蓝色区域为松散垮落区、红色区域为空洞分布区，黑点为布置的测温钻孔。通过现场测试并结合钻探验证结果表明：应用本方法处理煤火区松散垮落结构雷达探测数据，可以增强有效信息，抑制随机噪声，压制非目标体的杂乱20 / 55回波，同时提高煤岩松散区在雷达图像上反射波的分辨率和信噪比，提取反射波的各种有用参数，并真实地反映地下介质分布的情况，有利于火区的地质解释。通过对安太堡 9 号煤层的现场测量，根据处理后的电磁响应特征可对探地雷达数据进行有效的地质解释，从而确定可能发火的浅藏煤层地下煤岩松散区域，该方法对于地下浅部煤岩松散异常体的最小空间分辨尺度为约为 5m，深度校正误差小于 2m。在此基础上 第 15 页通过对煤火可能发生区布孔测温，通过温度场反演得出火区发展区及高温区分布如图 2-25 所示。在安太堡 9号煤层实验火区的现场验证结果表明：基于热电复合异常响应的煤火发展区域探测技术对煤火发展区探测的准确率可达 90%以上，大幅提高了探测精度。图 2-24 煤火松散区域探地雷达探测数据处理与解释图图 2-25 热电复合探测煤火区域现场实验结果示意图搭建了防灭火泡沫的渗流特性实验系统21 / 55一般情况下，泡沫在低渗多孔介质中的渗流是以破灭和再生的方式进行的。由于破灭和再生会产生诸多的附加阻力，若大部分泡沫以这种方式渗流，其渗流过程中所表现出的粘度值势必要远远大于依靠旋转粘度计获取的实测粘度。三相泡沫和采空区流场具有各自的特点。三相泡沫的泡沫单体粒径小，稳定性强；采空区流场属破碎煤岩堆积多孔介质，其空隙率大，通道直径大，渗透性强，这与石油行业研究的原岩低渗多孔介质有很大的不同。因此，三相泡沫在这类多孔介质中渗流时，是否存在因破灭和再生而引起的附加阻力还不被我们所认识。为此，必须搭建三相泡沫的渗流实验系统，并开展三相泡沫的渗流特征实验，为认识其基本渗流规律奠定基础。1）系统总体构成通过在实验室三相泡沫制备系统上增加流量、压力的测量与控制装置，增设多孔介质渗透装置，建立了三相泡沫渗流特性的实验测试系统，系统主要的组成部分见图 2-26。空气压缩机图 2-26 三相泡沫渗流实验系统简图22 / 55该系统满足流量可控、可测，压力可测的基本实验要求。主要包含以下装置：空气压缩机、泥浆泵、自制渗透装置、各种规格的液体储存器具、自制制浆罐、搅拌机、涡街气体流量计、浆体电磁流量计、电机精密调速装置、三相泡沫发生装置、精密压力表、各种控制阀门等设备和仪器。2）渗透装置的研制如图 2-27 所示，三相泡沫渗流实验采用的多孔介质夹持容器主要有施压螺杆、渗滤网、旋转活塞式渗滤网及导流管组成。全长 1700 mm，其中筒长 1500 mm，内径 100 mm，外径 108 mm。施压螺杆全长 500 mm，可以在固定盘的作用下，通过扳手的拧转在 0400 mm 范围内做往复式活塞运动，以提供碎石颗粒的压载力，进而改变空隙及渗透特性。1.活塞式渗滤网 2.渗滤网 3.导流管 4.施压螺杆图 2-27 自制多孔介质夹持容器结构与原理图渗透装置内部采用的多孔介质为破碎的颗粒岩石充填介质，由粒径小于 m 的碎石颗粒按照自然级配组成，形成的多孔介质总长度可在 m 之间进行调节，直径为 m。开展了防灭火泡沫基本渗流规律的实验研究利用自建的泡沫渗流实验系统，研究了三相泡23 / 55沫渗流规律的主要影响因素。1） 发泡倍数对三相泡沫渗流特性的影响压力降 3 流量图 2-28 三相泡沫流量和压力降之间的关系由图 2-28 可以看出，在三相泡沫在多孔介质中的稳态渗流过程中，压力降与流量并不是严格的遵守平滑曲线的关系，具有一定的波动。产生这种现象的原因是，主要与三相泡沫在多孔介质中的捕集和流动相关，当少量泡沫突然破裂或流动时，压力降将有所降低。另一方面，三相泡沫流量相同或相近的情况下，随着三相泡沫发泡倍数的改变，压力差并没有出现显著的变化，甚至数据毫无差异可循。这一点与石油行业对泡沫在原岩多孔介质中渗流特征研究得到的结论有很大不同，对其原因分析认为，三相泡沫借助发泡器的方式制备，制备过程中浆液和气体充分混合，气体能够完全被包裹在浆液之中，进入多孔介质前的泡沫中就已无大量游离态气体的存在，这点与通过向多孔介质中分别注入气体和含表面活性剂的产生泡沫方式不同。三相泡沫渗流实验采用的碎石颗粒充填多孔介质有多数为粒径大于 10 mm 的碎石颗粒构成，属高空隙、高渗透率的多孔介质，孔隙通道一般大于单个泡沫的直径，三相泡沫中的泡沫单体多以整体方式通过通道，因此三相24 / 55泡沫在其中流动所受毛管力的影响较小，这与低渗多孔介质中大部分泡沫以破灭和再生而带来附加阻力的通过方式有本质上的不同。此外，随着实验流量的持续升高，多孔介质两侧的压力降不断增加，但增加的梯度却略有减少的趋势，这说明三相泡沫渗流过程中随着流速的增加，表观粘度不断降低，渗流过程中也具有一定的剪切稀化特征。压力降图 2-29 三相泡沫渗流压降与气液单独渗流压降之和的对比 流量图 2-29 为三相泡沫的渗流压力降与粉煤灰浆、气体各相分别渗流时的压力降之和的对比图。从图中可以看出，三相泡沫渗流过程中的压力降，并不等于浆液单独渗流压力降和气体单独渗流压力降之和，三相泡沫渗流的压力降要远远大于二者单独渗流的压降之和。这就表明，三相泡沫在渗流过程中的阻力特征并不能通过对简单各相渗流阻力的累加来表述。这一现象主要是，在三相泡沫形成以后，气相介质被完全包裹在液膜之中，气体的粘度特征在渗流过程中已经不能充分地表现出来，三相泡沫以整体的形式通过多孔介质，表现出来更多的是泡沫液膜的粘度特征，因此三相泡沫的表观粘度远远大于气相的粘度。并且，即使渗流过程中，存在部分气液分离的现象，但渗流过程中任意一相的存在对另一相来说都是多孔25 / 55介质空隙率或渗透率的降低，因此阻力也会相对有所增加。2）浆液浓度对三相泡沫渗流特征的影响压力降流量2 图 2-30 流量- 压降的关系曲线 水测渗透率得出，本次实验所采用的自制多孔介质渗透率为10-7 m，空隙率为，以此作为后续对该渗流实验进行模拟时的物理模型的相关参数。通过图 2-30 的实验结果可以看出，随着浆液浓度的增加，同等实验条件下测得的三相泡沫渗流过程中的压力损失有所增大。浆液浓度从水灰比 4:1 增加到水灰比 2:1时，压力降出现了明显的变化。相发泡倍数，制备三相泡沫的粉煤灰浆液浓度对三相泡沫渗流特征的影响更为显著。随着浆液浓度的增加三相泡沫在渗流过程中的阻力损失增大，这一点不利于三相泡沫在采空区或松散多孔介质中较快较远的流动扩散。因此，三相泡沫在防灭火应用过程时，制备泡沫的浆液浓度应处在一个合理的范围内，过大则会影响到其扩散范围，较小则存在达不到防火要求的可能。若在灭火工作中使用时，可以适当降低浆液浓度甚至可以不加粉煤灰或黄泥，以得到26 / 55更好的流动性，可迅速实现较广的覆盖范围，达到快速捕捉火源的目的。3）渗透率对三相泡沫渗流特征的影响三相泡沫在渗流过程中没有一个固定的粘度，其粘度的表达式是一个剪切速率的函数，在这里为了研究渗流过程中粘度的变化情况，引入了视粘度的概念。视粘度是指非牛顿流体在多孔介质中流动时按达西公式求出的粘度值。10 视粘度渗透率1072-31 渗透率和视粘度的关系由图 2-31 可以看出，随着介质渗透率的增加三相泡沫渗流过程中的视粘度有所增加，且渗透率和视粘度的变化基本成线性关系。产生这一现象的主要原因是，由于三相泡沫具有剪切变稀的性质，相同流量的情况下，不同渗透率多孔介质中三相泡沫受到的剪切速率不同。渗透率越高，一般对应的空隙率也就越大，渗流通道的直径也就相应较大，这种情况下三相泡沫所受的剪切速率反而越小，则三相泡沫所表现出的粘度越大，这样三相泡沫在多孔介质中渗流的阻力因子也就随着渗透率的增大而增大。反之，渗透率越小，对应的空隙率也就越小，渗流通道的直径也相应较小，这种情况下三相泡沫所受的剪切速率反27 / 55而相对较大，三相泡沫的视粘度就越小；这一特点表现在对三相泡沫在采空区宏观渗流方面的影响是，三相泡沫在采空区内高渗区域流动时，由于剪切速率小、视粘度大，有利于三相泡沫形成对高渗透区域的封堵，这是三相泡沫在采空区可以向高处堆积的原因之一，是与采空区灌浆注水的不同之处。4）实验的数值模拟与分析流量 80m/h 时，对渗流实验的模拟。 3速度分布云图表观粘度分布云图图 2-32 速度与对应的表观粘度分布云图如图 2-32 所示，由于屈服应力的存在，三相泡沫在渗流的过程中，多孔介质的中部渗流速度较慢，两边速度较快，这一点与牛顿流体的流动规律截然相反。以80m3/h 进行实验时，渗流速度最大可达 m/s，表观粘度的最大值则降至 Pas，表观粘度的变化与渗流速度的变化有着相反的趋势。这主要是因为，流速增加导致三相泡沫在多孔介质通道中流动的剪切速率增加，剪切速率的增加导致三相泡沫稀化，所以表观粘度分布与速度分布有着相反的趋势。压力降的理论计算值与实验实测值的对比28 / 55通过模拟计算可以获得不同流量条件下渗流实验时碎石颗粒充填多孔介质两端的压力降，将数值计算压降与实测压降绘制成如下图 2-33 所示的对比曲线，并进行对比分析。压力差流量图 2-33 数值模拟与实测数据的对比通过图 2-33 可以看出，数值模拟计算的结果与试验实测数据具有较好吻合性，这就表明，渗流过程并没有明显受到泡沫破灭和再生引起的附加阻力的影响，可以采用旋转粘度计实测得到的表观粘度表达式来表征三相泡沫在渗流过程中的粘度特性。同时，数值计算也表明，随着三相泡沫实验流量的增加，多孔介质模型两端的压力差不断加大，但增加的趋势有所减缓，这与实验得到的实测数据趋势也基本相同，都表明了渗流过程中的三相泡沫同样具有剪切稀化的特征。而实测数据并不如数值计算得到的剪切稀化特征明显。造成这方面的原因主要有两条，第一是三相泡 第 21 页沫的本构方程中表征剪切稀化特征的流性指数 n 较大，这就确定，其剪切稀化特征本身就不明显；二是，实29 / 55验由条件所致，由于实验设备的稳定性和仪表的误差作用，也可能导致实测数据与实际情况出现了偏差。开展了防灭火泡沫在采空区中渗流特性的灌注试验研究隐蔽性是煤矿现场灌注三相泡沫的最大特点。在井工矿现场应用时，三相泡沫一般被灌注到采空区或煤柱等松散介质内部，由于难以在井下松散介质内合理的设置观测钻孔，因此，很难实现对三相泡沫在采空区流动扩散范围的观测，进而难以通过在常规采空区的渗流试验，验证分析数学模型的适用性。因此，为了考察三相泡沫在采空区渗流扩散的真实特征，并考察三相泡沫在采空区渗流数学模型的可靠性，在山西朔州安太堡露天矿原小煤窑大范围采空区火灾的治理中开展了三相泡沫的现场灌注试验。1）试验地点概况试验地点为安太堡露天矿开采范围内的原井工矿采空区。安太堡煤矿，位于平鲁区东南 5 km 处，是我国迄今最大的一处露天煤矿。矿区在白堂乡安太堡村，实行全剥离开采，可采煤 4 号、9 号、11 号三层，为低灰高硫，平均容重 t/m3。地表覆盖层平均 70 m，采剥比为 l：5 。人员总编制 2000 人，年设计生产能力 1533 万吨，生产的原煤全部入洗。XX 年初安太堡露天矿在开采 9 号煤时遭遇30 / 55原井阳工矿 9 煤采空区，露天矿 1330 平台推过后，9 煤顶板被完全暴露在开放空间，一个深度约为 9 m 的大范围采空区就为研究三相泡沫在采空区的渗流扩散特性提供了良好的试验平台。依据地质雷达探测和钻孔窥视仪的记录的观测结果最终确定了试验区域。2）试验过程与结果分析堆积高度的观测试验布置：如图 2-34 所示，施工 0#钻孔作为灌注钻孔，钻孔深度 5 m，为了避免三相泡沫从钻孔壁面渗入灌注区域而对试验造成影响，采用了?108mm 钢管对钻孔实施全套管、全程封孔，以确保三相泡沫以如图 4-24 所示的“点源”形式扩散。距离 0#钻孔 1 m 位置施工观测钻孔1#、2# 、3# 、4#四个观测钻孔，钻孔布置如图 4-15 所示，其中图 a 为 1#-3#钻孔垂向剖面图，b 图为各钻孔的平面分布图，c 图为 2#-4#钻孔处的垂向剖面图。为达到观测通过观测钻孔观测出三相泡沫扩散高度的目的，观测钻孔布置深度不等，其中 1#观测钻孔布置深度为 2 m，2#、3#、4#观测钻孔的深度分别为 m、3 m、4 m。第 22 页煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主研究课题31 / 55结题报告 图 2-34 试验钻孔布置示意图试验结果与分析：流量 m/h溢出观测孔 3灌注试验结果见表 2-1 所述，图 4-10 为通过钻孔岩层记录仪观测到的三相泡沫从钻孔底部渗出的状态。以 120、 150、180 m3/h 的流量进行灌注试验时没有钻孔出现三相泡沫溢出的情况。这说明以上灌注流量下，三相泡沫的向上堆积的高度没有超过 1 m。以 240 m3/h、300 m3/h 的流量开展三相泡沫灌注试验时，仅有 4#观测孔出现了三相泡沫溢出的情况。这表明，该灌注流量下，三相泡沫向上堆积的高度应处于 1 m m 之间；以 360 m3/h的流量进行灌注试验时，2#、3# 、4#观测孔都出现了三相泡沫溢出的情况。这就表明，该灌注流量下，三相泡沫向上堆积的距离应处于 23 m 之间。这种条件下，若灌注钻孔的深度或套管的长度不及 3m 就有可能出现三相泡沫从地表渗出的情况。通过对这一现场灌注试验的观测表明，三相泡沫向上堆积的高度与灌注流量的大小密切相关，流量增加，则向上堆积的高度增长。扩散范围的观测在无穷大区域灌注三相泡沫时，启动压力梯度32 / 55是决定三相泡沫扩散范围的唯一因素，当灌注动力梯度不能克服启动压力梯度时，三相泡沫就能达到极限扩散范围。之前的理论分析已经表明，三相泡沫在采空区渗流时启动压力梯度较小，一般很难达到依据启动压力梯度计算得到的最终扩散范围。本次试验所考察的扩散范围指的是短时间内在与灌注钻孔出口位于同一水平面上的扩散距离。试验布置第 23 页 120 无 表 2-1 试验结果 150 180 240 无 无 4# 300 4# 360 2#、3#、4# 图 2-35 三相泡沫从钻孔底部的渗出煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主研究课题结题报告 如图 2-36 所示，施工 0#钻孔作为灌注钻孔，施工 1#、2#、3# 、4# 钻孔作为观测钻孔，它们距离灌注钻孔的水平距离分别为 1 m、2 m、3 m 和 4 m，灌注钻孔及观测钻孔均深 5 m，均为全套管布置。平面图试验结果与分析流量 m/h溢出观测孔 3120 1# 表 4-2 试验结果 150 180 240 1# 1# 1、2# 300 360 1#、2#、3# 33 / 551#、2# 、3# 试验结果汇总如表 4-2，以 120、150、180 m3/h 的流量进行现场实验时仅有 1#钻孔出现三相泡沫溢出的情况，这说明，在这种现场试验条件下，三相泡沫在与出口处于同一水平面上的扩散距离达到了 1 m；以 240 m3/h 的流量开展三相泡沫灌注试验时，2#观测孔也开始出现三相泡沫溢出的情况。这说明，三相泡沫的扩散距离达到了 2 m3 m 之间；以 300 m3/h、360 m3/h 的流量进行灌注试验时，1#、2# 、3#观测孔都有三相泡沫溢出。这就表明，三相泡沫的扩散距离达到了 3m4m 之间。通过试验观测可知，三相泡沫在与出口处于同一水平面上的扩散距离与灌注流量密切相关，流量增加，扩散距离增长，且该扩散距离显著大于垂向的堆积高度。这就表明，三相泡沫在采空区的渗流特征受重力因素的影响显著扩散趋势的观测试验布置：在 12 m12 m 的区域范围内，等间距 4 m 施工网状布置的钻孔，其中 7#钻孔作为灌注钻孔。为达到更好的观测三相泡沫扩散趋势的目的，观测钻孔遵循“与灌注钻孔等距的钻孔，设计深度不同”的布置原则，钻孔布置实物如图 4-30，平面示意图见图 2-37，各钻孔设计深度见表 2-3。图 2-37 网状分布的试验钻孔实物 图 2-38 钻34 / 55孔分布平面示意图试验结果与分析第 24 页煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主研究课题结题报告表 2-3 为各观测钻孔中三相泡沫的渗出时间。通过对三相泡沫从各观测钻孔渗出时间的分析，即可排列出观测孔中三相泡沫渗出的先后顺序，结合钻孔位置及深度，就可大体判断不同时刻三相泡沫渗流扩散的范围，对比后续的数值模拟结果即可对数值模拟的适用性进行简单的分析。编号1#2#3#4#5#6#7#8# 钻孔深度 6 6 4 5 9 5 5 7 表 2-3 试验结果 溢出时间 编号 钻孔深度 溢出时间 未溢出 9# 8 100 60 35 / 5510# 7 50 未溢出 11# 8 20 未溢出 12# 8 30 65 13# 9 140 22 14# 7 110 灌注孔 15# 7 75 18 16# 9 90试验过程中，设置在三相泡沫发泡器上的压力表的示数一直处在 Mpa 范围内，虽不时存在一定波动，但压力始终没有出现大幅度的增加。这就说明，采空区的渗透性较好，三相泡沫的持续灌注并没造成其在采空区流动的阻力显著增加，采空区内部的压力没有出现较大的变化。因此，灌注过程中三相泡沫的体积压缩量将会非常小，这与作者在建立数学模型前所做的分析相符。通过以上现场灌注试验，关于三相泡沫在采空区的渗流特征，可得到以下几点初步认识：三相泡沫能够向上堆积达到灌注出口上方23 m 的高度。产生这种现象的原因是，三相泡沫在多孔介质中流动时粘度大，容易与介质表面形成表面层从而减小了孔隙通道的直径，降低了孔隙的流量；三相泡沫具有剪切变稀的性质并具有屈服应力，泡沫在大空隙中流动时剪切速率变小，表观粘度增加，所以容易将大的空隙堵死；三相泡沫的灌注流量大，管路出口的泡沫在压力作用下，为分配泡沫必然向上寻找更多的孔隙；三相泡沫的密度较小。由此原因，三相泡沫具有向高处堆积、向更远处扩散的能力。试验条件下，三相泡沫在水平方向的扩散距36 / 55离大于垂向的堆积高度，并且差异明显。这表明，三相泡沫在采空区的渗流受重力影响较大。造成这一点的原因是，采空区的空隙率较大，渗透性较好，导致渗流阻力较小，这种情况下重力的影响必然会较为明显。三相泡沫向上堆积高度和水平扩散距离与灌注流量有直接关系，灌注流量大则向上堆积高度高、扩散距离长。开展了三相泡沫在采空区流动特性的数值模拟研究建立了三相泡沫在采空区中渗流的数学模型将三相泡沫看为均相连续介质，将其在采空区的渗流过程视作对采空区气体的物理驱替过程，采用微元体分析法建立的三相泡沫在采空区渗流的数学模型，如式2-6 至 2-10 所示。第 25 页1）主要控制方程。k?v?f?f?kv?g?g?Sf ?0?div?t?Sg?div?t?0?Sf?Sg?12）方程关键参数。?g? ?10-5 Pa?s kg?kf?k?f 37 / 55?f?vfn?1?/2 /2/2n1?3n通过数值模拟的方式得到三相泡沫的渗流扩散堆积范围，主要就是要实现对数学模型中体积分数 Sf 的求解。对于计算空间内的某一微元，若 Sf?a?0 则说明三相泡沫已经扩散到该微元体，但并未充满所有空隙，就可以表述为，该微元体内三相泡沫的覆盖率为 100a%；若 Sf?1 则说明该微元体内空隙完全被三相泡沫所占据，其覆盖率为100%。由上述相关方程可以看出，必须对数学模型中的采空区渗透率、空隙率、三相泡沫的粘度等参数进行确定，才能对具体边界条件下三相泡沫在采空区的渗流分布特征进行数值模拟。以前述的现场灌注试验条件为模型参数，依据三相泡沫在采空区渗流的数学模型，采用 CFD 技术对三相泡沫在露天矿小煤窑采空区内的灌注试验进行数值模拟，对比试验观测和数值模拟的结果，以对数学模型的适用性进行分析。通过数值模拟得到的三相泡沫非稳态扩散过程如图 2-39 所示。38 / 55?2H图 2-39 不同时刻的三相泡沫扩散轮廓图图 2-39 为模拟得到的不同时刻三相泡沫的扩散轮廓图。数值模拟的结果表明，三相泡沫向上的堆积高度为 m，在与出口处同一水平面上的横向扩散距离为，这与灌注试验 1 和灌注试验 2 所观测得到的钻孔溢出规律基本相吻合。此外，通过模拟得到的三相泡沫在采空区中的扩散轮廓变化趋势和现场试验得到的钻孔溢出的先后顺序也基本吻合。但不同的是，达到同一扩散范围，模拟得到的时间和现场灌注实际所需的时间具有明显的差异。比如说，若按照数值模拟的结果，13#观测钻孔内冒出三相泡沫的时间应处于 90 min 左右，而现场灌注试验时却用了 140 min，13#钻孔才出现了三相泡沫溢出的情况。也就是说，若考虑灌注时间的吻合性，通过数值模拟得到的时间需要乘上一个修正系数，才能和实际情况相对应。这主要是因为：现场灌注三相泡沫前，采空区内部破碎的浮煤和岩石处于一个非水湿饱和状态。这种情况下，三相泡沫被灌入采空区后，干燥的煤岩会从三相泡沫中吸收部分水分，造成在三相泡沫扩散的前缘存在部分损耗的状况。对三相泡沫在采空区渗流的数学模型来说，这种耗39 / 55损相当于在三相泡沫渗流的连续性方程中增加了一个损失源项，该源项的大小与煤体的干燥程度有关，需要经过大量的实验研究才能采用数学方式将其表述，而后才能代入到数学模型中。并没有针对这一点展开更细致的研究，故没能将该源项纳入到三相泡沫在采空区渗流的数学模型中去，所以才会出现模拟结果得到的时间和现场试验实际所需的时间存在不一致的情况。扩散前缘的泡沫破损后，使得干燥煤体逐步达到润湿饱和，之后煤体不会继续吸附泡沫中的水分，从而不会造成三相泡沫的持续损失。因此，忽略该泡沫损失的处理方式只会引起时间的不对应，并不会对泡沫渗流扩散范围的模拟造成大的影响，所以基于该数学模型的数值模拟技术可以用来考察三相泡沫在采空区的扩散范围、堆积高度、流动速度等特性。开展了三相泡沫在综放采空区渗流特性的数值模拟方法采空区具有隐蔽性的特点，现场观测三相泡沫在采空区渗流特性的方法难以实施，并且也不具推广意义。因此，为定量研究三相泡沫的扩散堆积特征，课题组提出了三相泡沫在采空区流动特性的数值模拟方法。采用 CFD 技术，通过构建三相泡沫本构方程，结合现场观40 / 55测与理论分析获取采空区空隙率、渗透率等参数的基础上，可实现对三相泡沫在采空区流动特性的数值模拟，并可将模拟结果三维可视化，模拟结果与现场测试数据基本相符。方法的提出有力的指导了现场灌注工艺参数的优化设计，大幅提升了三相泡沫的防灭火效率。1）模型的基本参数确定采空区渗透率是表征采空区流场渗流能力的唯一参数，也是三相泡沫在采空区渗流模拟的关键参数之一，能否合理确定采空区渗透率的分布关系到采空区流场计算的可靠性。根据 Carman 公式，采空区的渗透率和其空隙率分布具有一定的对应关系，即 k?f。而空隙率?则可以由式 2-11 来表示，Kp 为采空区煤岩的平均碎胀系数。1?1? Kp因此，合理预测采空区碎胀系数的分布即可描述采空区流场空隙率及渗透率率的分布规律。根据采场覆岩结构运动及相关矿压理论，采空区水平方向依据冒落带内煤岩堆积状态的不同可划分为三个区，即自然堆积区，载荷影响区和压实区。自然堆积带的碎胀特性矿山岩体的碎胀特性可用顶板岩体破坏冒落后处于松散状态下的体积与整体状态下岩石体积之比来表示。在距离煤壁约一个周期来压步距内，冒落煤岩体未承受上41 / 55覆压力，呈自然堆积状态，其煤岩的平均碎胀系数 Kp1 可由下式 2-12 来计算：Kp1?h?h?m1?m2c ?h?m2式中 c 为顶煤的回收率， Kp1 为自然碎胀区的煤岩平均碎胀系数，m1，m2 为煤层开采厚度以及放煤高