近距离煤层群瓦斯立体抽采瓦斯流动规律的模拟

1、近距离煤层群立体抽采瓦斯流动规律的模拟汪东生(河南理工大学安全科学与工程学院,河南焦作454000摘要:对近距离煤层群采空区垮落带破碎煤岩的渗透率进行量化研究,得出其分布规律;采用FLUENT软件模拟了近距离煤层瓦斯立体抽采防突过程,得出了高位走向钻孔、采空区和钻孔周围的瓦斯流动及分布规律,确定了相关的抽采负压、流量和抽采半径等参数。关键词:渗透率;数值模拟;瓦斯流动分布规律;抽采参数中图分类号:TP 028.8 文献标识码:ASimulation of gas flow rule at three-dimensional drainage under close-distance seam

2、group miningWang Dong-sheng(School of Safety Science and Engineering, HeNan Polytechnic University, Jiaozuo454000,ChinaAbstract: Through studying on permeability of coal and rock at goaf collapse zone under close-distance seam group mining, the gas distribution law can be received. Simulation three-

3、dimensional drainage under close-distance seam group mining using FLUENT software, the gas flow and distribution law of roof high location strike drilling hole and goaf and around drilling hole can be received. The drainage negative pressure and quantity of flow and influence semi-diameter of draina

4、ge can be confirmed.Key words:permeability; numerical simulation; rule of gas flowing; drainage parameter瓦斯立体抽采防突体系,即“以抽为本,立体消突”的防突体系,以抽采为主要手段,在立体上采取综合防突措施,由“单一平面抽采”变为“立体综合抽采”,从而克服单一平面防突措施的不足,从根本上消除突出危险。贵州矿区的实际情况而言,开采保护层的措施防突效果较好,采取了该项措施,其有效保护范围内煤层开采的防突问题,一般可以得到有效的解决,在该区域进行采掘时,我们主要采取了钻孔法预抽本煤层瓦斯、埋管抽采

5、上隅角瓦斯、高位钻孔抽采瓦斯等。1 模拟中参数的取值将采空区冒落煤岩看做多孔介质。根据双重介质模型理论,由于在采动区域内影响流体渗透率的主要是采动裂隙,原始孔隙的渗透率要比采动裂隙低好几个数量级,因此认为采动裂隙是采空区内风流流动的主要通道,而将原始孔隙看做瓦斯涌出源,冒落煤岩的渗透率就是其采动裂隙的渗透率。根据岩层移动以及顶板来压的规律,采空区的渗透率为“O”型圈分布1。利用Blake-Kozeny公式可以估算出采空区冒落带的渗透率值。Blake-Kozeny公式:(2321501pDK=-(1式中,K为采空区冒落带渗透率(md;D P为平均粒子直径(m;为空间所占分数,即空间(不包括原有孔

6、隙的体积除以总体积,取0.10.25。将研究的对象由采空区扩大成为包括采空区、工作面和进回风巷的采场,将采场作为一个系统进收稿日期:2010-06-09行研究。由于工作面和进回风巷数据的获得相对于采空区容易很多,因此通过工作面、进回风巷数据与模拟结果的比较便可以推定模拟结果与现场实际的相符程度。从而获得整个采场风流流场的情况。2 采空区垮落带的渗透率分布规律 根据上覆岩层在采动影响后的“砌体梁”力学模型,上覆岩层的形态曲线即为岩层内部的移动曲线。岩层内部移动曲线指的是在竖直方向上的空间压缩状态,由此推出竖直一维方向上的空隙率随采空区深度x 的变化,如果将采空区垮落带煤岩看作各向同性,则可以得出

7、采空区渗透率随x 的变化规律。理论推导是在“砌体梁”力学模型假设的基础上建立的2-4。如果将采空区垮落带煤岩看作各向同性,则可以得出采空区渗透率随采空区深度变化的公式如下:(2302232220(1(1501501(11iix l i ppx l i xx H W eD D Hk x H W e H -+-=-+-= (2i i l h = (3当开采为综采工作面时,其计算公式为:(''0(11i i p i W M h M K -=-+-(4 式中,x 为采空区深度(m ;l i 为第i 组结构的移动距离(m ;R T 、h i 分别为第i 组坚硬岩层的抗拉强度(kg/m 2

8、及厚度(m ;q 为其自重及其上软岩层的载荷(kg ;H 为空间厚度(m ;(W o i 为上覆岩层的理论最大下沉量(m ,数值为负值,表示下沉;M 为本煤层层高(m ;为煤层的回采率(%;'(ih 为第i 组结构到煤层顶板的距离(m ;('piK 为'(1i h M +-内煤岩层的残余碎胀系数。当垮落带破碎煤岩的调和直径Dp 取值看作随着采空区深度变化不大的时候,采空区渗透率随采空区深度变化规律见图1。上面得到的采空区渗透率是基于砌体梁理论得出的工作面中部区域竖直二维平面的变化规律,破碎煤岩从两端到采空区中部是从自燃碎胀到压实的一个过程,其渗透率的变化为从两端到采空区

9、中部逐渐变小。由于垮落带内的破碎煤岩压实程度取决于承受来自上覆岩层的重力,其值和垮落带内破碎煤岩自身的重力要大很多,可以认为垮落带内破碎煤岩的渗透率在竖直方向内近似不变。图1 采空区渗透率随采空区深度变化规律 Fig.1 Law of coal-rock fragments permeability along withthe goaf depth在采空区的裂隙带内的渗透率主要是上覆岩层因为下部的岩层垮落而产生沉降形成裂隙,其值在垮落带和裂隙带交界处突然增加。从工作面高度开始,以垮落角为界限,在垮落角以外的煤岩还处于卸压状态,垮落角以内的为卸压状态,在同一高度下卸压区域渗透率的大小可近似为常数

10、,但是从垮落带和裂隙带的交界处开始随着工作面高度的增加,裂隙带的渗透率逐渐变小。3 采场情况采区内含可采煤层3层,由上至下为分别为C 6、C 8、C 9煤,煤层厚分别为1.85m 、1.96m 、2.27m ;煤层层间距由上至下分别为10.23m 、8.43m 。顶底板主要为粘土岩。煤层倾角1316°。工作面顺槽为分煤层布置,不设集中巷。采煤工作面顺槽为单巷布置,面长160m ,采用“U ”型通风方式,下顺槽进风,上顺槽回风。采用综合机械化采煤工艺,走向长壁后退式开采。三层可采煤均有突出危险。C 6煤层1601回采工作面开采期间,进风量为1550m 3/min ,绝对瓦斯涌出量约为8

11、.65m 3/min ,回风流瓦斯浓度为0.46%,工作面瓦斯浓度为0.22%。4 “U ”型通风瓦斯分布规律计算机模拟5-84.1 “U ”型通风工作面模型的建立与参数设置根据回采工作面实际测得的数据的基础上建立几何模型,见图2。将进回风巷与采空区合并为一个区域并将其设为空间,网格划分为中心点间距为0.5m;剩下的三个区域均置为多孔介质类型,分别为近采空区(宽度15m,深部采空区(宽度30m以及在采空区和工作面之间交界处(宽度为2m,网格划分中心点间距为1m。整个模型划分的网格数量约为10万个,所有部分均划分为Hexahedron,采用submap方法。模型的坐标原点为模拟回风巷矩形的中心点

12、,即图2中左边坐标系原点所在位置, x轴由回风端指向进风端,y轴指向顶板,z轴沿着回风巷风流方向。 图2 U型综采工作面模型图Fig.2 Model figure of The U fully-mechanized face回风巷出口设为压力出口,出口压力为-50Pa,进风巷进口设为压力进口,进口压力为0pa。气体成分的体积分数CH4为0.46%,O2为21%,其余为N2。回采工作面参数见表1。表1 回采工作面参数Table 1 Parameter of coal face部位名称几何大小x×y×z/m×m×m源相/kg/m3·s绝对瓦斯涌出量

13、/m3/s粘性阻力系数/1/m2空隙率工作面160×2.2×4 10-40.05支架部分160×2.2×2 10-40.02 1030.35 近采空区160×5.5×15 0.5×10-50.025 1.5×1060.15 深采空区160×8×30 0.5×10-50.05 2×1060.10 进回风巷4×2.5×54.2 “U”型通风采场瓦斯分布规律9-15采场瓦斯在三维上的分布规律见图3。采场内进风巷侧(A附近区域瓦斯浓度较低,在采场另一侧的采空区深部

14、(B附近区域瓦斯浓度最高。瓦斯浓度从A到B逐渐升高。从水平方向上看,瓦斯从下隅角往其采空区对角浓度逐渐升高,离工作面越远浓度越大。在采空区内的瓦斯浓度最高区域也是整个采场的瓦斯浓度最高区域即B区域,此区域成为实际工作中采空区瓦斯抽采的理想地点;从纵向上看,由于在靠近工作面的采空区上部渗流速度很小,所以在C点附近同样也形成一个相对较高浓度的瓦斯区域,这是高位水平抽采瓦斯针对的高瓦斯浓度区。 图3 瓦斯浓度分布模型图Fig.3 Model figure of gas concentration distribution5 顶板高位走向钻孔配合“T”型网管抽采情况下的模拟在“U”型通风方式模型的基础

15、上,增加了顶板高位走向钻孔和“T”型网管。回采工作面实际测得的数据的基础上建立几何模型,如图4。回采工作面参数见表2。 图4 顶板高位走向钻孔配合“T”型网管抽采情况下的模型三维图Fig.4 Three-dimensional model graph of roof high locationstrike drilling hole with “T” piping表2 回采工作面参数Table 2 Parameter of coal face部位名称几何大小x×y×z/m×m×m源相/kg/m3·s绝对瓦斯涌出量/m3/s粘性阻力系数/1/m2

16、空隙率工作面160×2.2×4 10-40.05支架部分160×2.2×2 10-40.02 1030.35 近采空区160×5.5×15 0.5×10-50.025 1.5×1060.15 深采空区160×8×30 0.5×10-50.05 2×1060.10 进回风巷4×2.5×5高位钻孔0.5×0.5×0.5 0.46×10-50.04T型网管0.4×0.4×0.4 0.48×10-50.0

17、5从图5数值模拟的结果可以发现:抽采采面上隅角采空区瓦斯,采空区瓦斯浓度分布会重新改变,一部分瓦斯流向顶板高位走向钻孔,一部分瓦斯被引入“T”型网管,大大减少了工作面上隅角的瓦斯涌出,同时起到互补作用。合理地选择两者的位置和强度,做到均压平衡,对解决采空区上隅角瓦斯超限和避免大量瓦斯涌入工作面尤为重要。 图5 y=1平面速度矢量图Fig.5 V elocity vector diagram at y=1 plane6 本煤层回采工作面平行抽采钻孔和底板穿层钻孔抽采情况下的模拟未卸压抽采钻孔实际测得的数据的基础上建立几何模型。卸压情况下抽采钻孔动态变化快,实际模拟比较复杂,瓦斯流动压力场和速度场

18、分布会有大幅度变化,这就是卸压增透效应16-19。抽采钻孔周围煤体瓦斯流动压力场和速度场分布,如图6、图7所示。由图6可知,钻孔周围煤体中瓦斯压力分布,从钻孔中心向外呈增大扩散,距钻孔08m范围内煤体瓦斯压力值变化较快,8m 外煤体瓦斯压力值变化不明显。 图6 抽采钻孔周围煤体瓦斯流动压力场变化曲线图Fig.6 Curve graph of gas pressure distribution around drainagedrilling hole由图7可知,钻孔周围煤体中瓦斯流动速度场分布,从钻孔中心向外呈减小扩散,距钻孔02m 范围内煤体瓦斯流动速度值变化较快,2m外煤体瓦斯流动速度值变化

19、不明显。 图7 抽采钻孔周围煤体瓦斯流动速度场变化曲线图Fig7 Curve graph of gas flowing velocity distribution arounddrainage drilling holeC6、C8、C9煤层测定钻孔抽采瓦斯有效半径分别为1.58m、2.15m、2.56m,是与上述模拟情况相符的。现场实测,在采取增透措施(如现场采取深孔预裂控制爆破措施,钻孔有效抽采半径会相应的增大,若钻孔处在爆破形成的裂隙圈范围内,煤体收缩变形松动范围加大,裂隙加大,煤层透气性系数增高到510倍,钻孔周围瓦斯流动压力得到迅速降低,钻孔附近和纵深部瓦斯流动会加快,单位时间内瓦斯抽

20、采量提高了4倍以上,抽采效果会更好。保护层开采后,被保护层卸压增透效果是更明显,底板穿层抽采钻孔瓦斯流动压力场单位时间内会大幅度降低,速度场分布单位时间内会大幅度升高,逐步趋于平衡。7 小结(1对垮落带破碎煤岩的渗透率进行量化研究,推导出了回采期间采空区垮落带的渗透率半理论化的表达式,得出了其分布规律。(2采用了FLUENT软件,模拟了近距离煤层瓦斯立体抽采防突过程,得出了高位走向钻孔、采空区和钻孔周围的瓦斯流动及分布规律,确定了相关的抽采负压、流量和抽采半径等参数,为制定瓦斯综合治理措施提供了科学依据。参考文献1 钱鸣高、许家林.覆岩采动裂隙分布的"O"形圈特征研究J.煤

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