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基于fluen的综放采空区流场数值模拟
此外,由于开采强度高、开采空间高、一次性废物多、工作面供气量大,两侧顶板产量低,并且两个采空区中积累了大量松散的煤炭。因此,放牧顶板层开采工作区的地上部分自发废物具有很高的风险。采用数值模拟与实测实验相结合的方法,计算放顶煤综采采空区三带的形态和范围,能为防止遗煤自燃提供科学依据。1采空区的密度王台铺煤矿2304工作面所采煤层为15#煤,煤层厚1.80~2.61m,平均采高2.26m,煤层倾角1°~5°,平均倾角3°,煤体密度1.46t/m3。采空区的总长为300m,宽165m,两进风巷宽度均为3.2m,回风巷宽4m。只有一个回风巷时,进风巷1的漏风量为40m3/h,进风巷2的漏风量为10m3/h。2在整个采空区中进行数值模拟2.1xu+yvv气体在采空区的流动,可看作是空气在多孔介质中的渗流。考虑到漏风流相对较小,近似认为采空区为层流,风流规律服从达西定律。根据质量守恒定律和动量方程,其连续性方程:∂u∂x+∂v∂y=0.(1)∂u∂x+∂v∂y=0.(1)动量方程:∂∂x(uu)+∂∂y(vu)=−1ρ∂p∂x+v∂∂x(uu)+∂∂y(vu)=-1ρ∂p∂x+v∂2u∂x2+∂2u∂y2∂2u∂x2+∂2u∂y2+Δpxρ,(2)∂∂x(uv)+∂∂y(vv)=−1ρ∂p∂y+v+Δpxρ,(2)∂∂x(uv)+∂∂y(vv)=-1ρ∂p∂y+v∂2v∂x2+∂2v∂y2∂2v∂x2+∂2v∂y2+Δpyρ,(3)Δpx=Σi=12μLαxi(u+v),Δpy=Σi=12μHαyi(u+v),+Δpyρ,(3)Δpx=Σi=12μLαxi(u+v),Δpy=Σi=12μΗαyi(u+v),式中,u、v分别为x、y方向的速度;μ为空气的运动粘度;α为漏风流在采空区多孔介质中的渗透率;i分别为x、y方向;L、H分别为采空区的长度、宽度。2.2局部加密和测量源项设置在GAMBIT里建模,然后采用FLUENT软件进行计算,最后导入到TECPLOT后进行处理。考虑流场的非均匀性,采用非均匀网格110×56,对漏风口附近和回风口附近进行局部加密。由多孔介质引起动量方程源项的变化用FLUENT内嵌的程序进行自动计算,氧浓度方程的源项采用用户自定义函数进行导入、编译。根据王台铺矿2304工作面(见图1)实际情况,确定采空区的边界条件为:回风巷为充分射流出口(outflow),认为采空区的固壁是不漏风的,u=v=0。进风巷的氧气浓度为标准空气的氧气浓度,回风巷浓度为测量值,随工作面的推进而变化。进风巷的CO浓度为0,回风巷的CO浓度为7×10-6。3突出采空区内氧浓度变化采空区氧气浓度是衡量煤产生自然发火的主要条件之一,煤产生自然发火另一个条件是蓄热,蓄热程度由风速决定。一般认为,能够抑制煤自燃的氧气浓度下限为8%~10%、蓄热上限漏风流量为0.8m3/(m2·min)(即采空区内速度上限为0.013m/s)。图2显示了工作面与回风巷不同距离时采空区氧气浓度的变化。从图3可以看出,只有进风口处的速度大于0.013m/s,采空区内部大部分速度都很小。将氧浓度分布图与速度分布图进行透明迭加,取公共部分,即得到自燃氧化带。为了简化问题,取工作面中心平面氧化带的宽度作为区域氧化带的近似平均宽度。根据图1和图2迭加的结果,确定氧气浓度为0.1%~0.19%为采空区的氧化带。工作面中心氧化带的宽度变化基本上正比例于工作面与回风巷的距离,见图4。4采空区气体成分观测采空区测点埋设时间为4月28日,埋管位置设在第二和第四横川,管路前端采用钢管保护,且前端设在采空区内10m处,抽气端在2209巷道中,两测管同时观测。随着工作面的推移,根据所测的气体浓度来确定采空区的“三带”分布情况。采空区的气体成分观测采用抽气法,通过管道将采空区里的气样采集到采气球内,然后在实验室用色谱分析仪分析各种气体成分。4月27日埋设采空区监测管路后,4月28日开始检测测点温度变化和取气检测氧气浓度变化。5月6日综采1队替换综采2队,在2304工作面综放工作面回采后,工作面推进速度由原来的每天6m左右,先降低到每天2m左右,以后推进速度上升到每天2~5m。测得采空区氧浓度分布见图5。按照氧气浓度划分采空区“三带”,划分标准为:散热带、氧化带、窒息带。按照氧气浓度标准,进风巷和工作面中部散热带宽度为26m,氧化带为26~110m。回风巷侧:散热带宽度为24~27m,氧化带为27~110m。氧化带宽度与流场模拟结论基本一致。5工作面中心氧化带的宽度随高度应用渗流理论计算山西晋城王台铺煤矿2304工作面采空区流场,模拟出采空区氧气浓度和采空区速度分布,工作面中心氧
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