并列双U型通风方式采空区瓦斯贮藏与运移规律研究

李　伟，刘彦青，张　浪，桑　聪，王　恩

(1.煤炭科学技术研究院有限公司安全分院，北京 100013；2.煤炭科学研究总院煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室，北京 100013)



采选技术

并列双U型通风方式采空区瓦斯贮藏与运移规律研究

李伟1，2，刘彦青1，2，张浪1，2，桑聪1，2，王恩1，2

(1.煤炭科学技术研究院有限公司安全分院，北京 100013；2.煤炭科学研究总院煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室，北京 100013)

为了揭示并列双U型通风工作面采空区瓦斯涌出规律并提出有效的瓦斯治理措施，以阳煤集团新景煤矿92116工作面为研究对象，综合考虑了工作面推进速度、进风巷风量、采空区遗煤厚度、回采区域煤可解吸瓦斯量、回采工作面煤壁瓦斯初始涌出速率等实测参数，建立了基于移动坐标系下的采空区瓦斯涌出数学物理模型，数值模拟结果与实测结果之间误差小于15%。结果表明：采空区首个横川巷道瓦斯浓度、回风巷瓦斯浓度、上隅角瓦斯浓度随工作面推进速度增大以朗格缪尔函数形式增长，随进风巷风量增大以指数函数形式减小。针对存在的采空区首个横川瓦斯超限难题，定量分析了采空区第二个横川埋管抽采瓦斯措施的治理效果。

工作面推进速度；进风巷风量；横川巷道；瓦斯浓度；埋管抽采措施

随着工作面日产煤量增大，传统的U型通风系统无法满足回风巷瓦斯浓度与上隅角瓦斯浓度不超限的安全要求，并列双U型通风系统可以有效地解决回风巷瓦斯浓度与上隅角瓦斯浓度超限难题，位于山西的一部分高瓦斯高产量矿井中得到应用，由于采空区横川的存在使得采空区漏风量增大，采空区瓦斯涌出量增大，出现了采空区横川巷道内瓦斯浓度超限新难题。

本文以阳煤集团新景煤矿92116工作面并列双U通风系统为研究对象，采用数值模拟与现场实测相结合的方法进行研究，在总结前人研究成果的基础上[1-7]，结合现场实测数据，建立了更加完善的采空区瓦斯涌出准确预测数学物理计算模型，对工作面推进速度与工作面进风量这两个重要因素进行定量分析，对采空区横川巷道内瓦斯浓度超限治理措施进行模拟验证。

1　数学物理模型建立

1.1几何模型建立

以阳煤集团新景煤矿92116工作面为研究对象，见图1，不影响采空区及回采巷道风流场的前提下建立了与现场相同尺寸的几何模型，见图2，该工作面采用“两进两回”双U通风系统，回采工作面长180m，平均煤厚2.84m，进风巷、横川巷道、回风巷宽4.5m、高2.5m，配风巷宽4m、高2.5m。

1.2数学模型建立

为了研究工作面推进速度对采空区瓦斯涌出的影响，引入移动坐标系，利用UDF用户自定义函数接口对控制方程中的瞬态项进行了改造。采场巷道内空气流动过程中的质量传递、动量传递能量传递用N-S方程组求解，方程组见式(1)。采空区为多孔介质模型，采空区不同区域的气流雷诺数存在明显差异，重新压实区内风流满足达西定律，自由堆积区内风流满足幂定律[8]，方程组见式(2)。

图1　新景煤矿912116工作面通风系统示意图

图2　新景煤矿922116工作面几何模型图

(1)

(2)

1.3物理模型参数设置

利用UDF用户自定义函数接口对采空区渗透率、空隙率分布及采空区遗煤瓦斯放散速率进行了设置。

1.3.1采空区渗透率模型选取

采空区空隙率与渗透率符合“O”形圈分布规律[9]，采用空间连续性函数表示[10]，空隙率与渗透率之间的关系满足Blake-Kozeny方程，空隙率与渗透率分布函数见式(3)、式(4)。

(3)

(4)

式中：n(x，y，z)为空隙率，1；L为回采工作面长度，m；k(x，y，z)为渗透率，m2；DP为采空区垮落岩块平均粒度，mm。

1.3.2采空区遗煤瓦斯放散速率设置

采空区遗煤瓦斯放散的本质为一定粒度煤体条件下，煤体内部与外界存在瓦斯压力梯度，瓦斯由煤体内部向外界运移扩散的过程，采空区遗煤瓦斯放散速率公式采用负指数形式。

采空区遗煤形成初始时刻，遗煤距工作面巷道较近且未被压实，周围空气流动通道十分畅通，与自由巷道空间内煤壁瓦斯涌出情况较为接近，可用回采工作面煤壁瓦斯初始涌出速率实测值近似代替采空区遗煤瓦斯涌出初始速率。随着工作面不断向前推进，遗煤逐渐被压实，周围空气流动状态由紊流过渡到层流，与自由巷道空间内煤壁瓦斯涌出情况差异较大。

采空区遗煤来源于工作面回采区域煤层，利用采空区遗煤厚度与回采工作面煤体可解吸瓦斯量实测值可求得采空区单位面积区域遗煤可解吸瓦斯量。采空区遗煤可解吸瓦斯量为采空区遗煤在较长一段时间内的累计瓦斯放散量，计算公式见式(5)，采用迭代法求解式(5)得到采空区遗煤瓦斯涌出衰减系数。

(5)

式中：Q为单位体积回采工作面煤体可解吸瓦斯量，实测值，m3/m3；Q(T)为单位面积采空区的遗煤可解吸瓦斯量，m3/m2；h为采空区遗煤厚度，由平均煤厚与工作面回采率计算得到，m；T为解析时间，取288000min(即200d)；a为采空区遗煤瓦斯涌出初始速率，用回采工作面煤壁瓦斯初始涌出速率代替，实测值，m3/(m2·min)；b为采空区遗煤瓦斯涌出衰减系数，min-1。

采空区不同深度位置遗煤瓦斯涌出速率不同，可用式(6)表示。

(6)

式中：y为采空区遗煤位置距工作面的距离，m；Vx为工作面平均推进速度，m/min。

2　数值模拟与现场实测结果对比分析

以新景煤矿92116工作面实际测试参数为模拟参数，见表1。采空区压力场及瓦斯浓度场模拟结果见图3，横川巷道处压力最低，上隅角附近采空区瓦斯浓度极低。

表1　新景煤矿92116工作面实测参数值汇总

图3　92116工作面压力场及瓦斯浓度场分布

工作面瓦斯涌出实测结果与数值模拟结果见表2。由于没有考虑工作面煤壁瓦斯涌出源，回风巷瓦斯浓度与上隅角瓦斯浓度计算结果值明显小于实测结果值，误差范围在20%以内，满足工程预测需求，本文数学物理模型可用于预测92116工作面瓦斯涌出情况。

3　数值模拟结果分析

3.1工作面风量对采空区瓦斯涌出的影响

以92116工作面实测参数为模拟参数，只改变进风巷风量与工作面推进速度，研究进风巷风量对采空区瓦斯涌出的影响。

由图4可得：①当进风巷风量较小时，采空区漏风减少且采空区漏风流影响区域范围缩小，返回横川巷道的采空区漏风减少且携带出的瓦斯量减小，造成横川巷道附近采空区区域瓦斯浓度相对较低；②当进风巷风量较大时，采空区漏风大且漏风流影响区域范围大，大部分采空区携瓦斯漏风流返回到横川巷道，造成横川巷道附近采空区区域瓦斯聚集。

表2　新景煤矿92116工作面瓦斯涌出实测结果与模拟结果

图4　工作面进风巷风量对瓦斯浓度场的影响

由图5、图6、图7可得如下结论。

1)工作面推进速度一定条件下，回风巷瓦斯浓度、横川瓦斯浓度、上隅角瓦斯浓度均随进风巷风量增大而减小，回风巷瓦斯浓度随进风巷风量增大而减小的幅度随进风巷风量增大而逐渐增大，横川瓦斯浓度、上隅角瓦斯浓度随进风巷风量增大而减小的幅度随进风巷风量增大而逐渐减小。

2)增大进风巷风量可有效地降低回风巷瓦斯浓度、横川瓦斯浓度、上隅角瓦斯浓度。

图5　进风巷风量对回风巷平均瓦斯浓度的影响

图6　进风巷风量对横川瓦斯浓度的影响

图7　进风巷风量对上隅角瓦斯浓度的影响

以进风巷风量为自变量，分别对上隅角瓦斯浓度、回风巷瓦斯浓度、横川巷道瓦斯浓度进行非线性拟合，拟合公式见式(7)，拟合参数及精度见表3、表4、表5。

(7)

式中：CCH4为瓦斯浓度，%；Q为进风巷风量，m3/min；a、b、c为拟合公式系数。

表3　不同工作面推进速度下回风巷瓦斯浓度拟合公式的拟合系数及精度汇总

3.2工作面推进速度对采空区瓦斯涌出的影响

以92116工作面实测参数为模拟参数，只改变工作面推进速度与进风巷风量，研究工作面推进速度对采空区瓦斯涌出的影响。由图8可得：当工作面推进速度较小时，采空区渗透率水平三带演化缓慢，新冒落的遗煤进入重新压实区耗时长，遗煤放散瓦斯量小于漏风携出瓦斯量，造成采空区一定深度范围内瓦斯难易集聚。

表4不同工作面推进速度下横川瓦斯浓度拟合公式的拟合系数及精度汇总

表5　不同工作面推进速度下上隅角瓦斯浓度拟合公式的拟合系数及精度汇总

图8　工作面推进度对瓦斯浓度场的影响

由图9、图10、图11可得如下结论。

1)进风巷风量一定条件下，回风巷瓦斯浓度、横川瓦斯浓度、上隅角瓦斯浓度均随工作面推进速度增大而增大，增大幅度随工作面推进速度增大而逐渐减小。

2)保证适当大小的工作面推进速度可有效地控制回风巷瓦斯浓度、横川瓦斯浓度、上隅角瓦斯浓度不超限。

图9　工作面推进速度对回风巷平均瓦斯浓度的影响

图10　工作面推进速度对横川巷道瓦斯浓度的影响

图11　工作面推进速度对上隅角瓦斯浓度的影响

以工作面推进速度为自变量，分别对上隅角瓦斯浓度、回风巷瓦斯浓度、横川巷道瓦斯浓度进行非线性拟合，拟合公式见式(8)，拟合公式为朗格缪尔函数形式，拟合系数及精度见表6、表7、表8。

(8)

式中：CCH4为瓦斯浓度，%；Vx为工作面推进速度，m/d；a、b、c为拟合参数.

表6　不同进风巷风量下回风巷瓦斯浓度拟合公式的拟合系数及精度汇总

4　横川巷道瓦斯超限治理措施研究及验证

针对横川巷道瓦斯浓度超限问题，对采空区埋管抽采瓦斯措施的治理效果进行研究。采空区埋管位置位于采空区后方第二个后横川巷道处。

以92116工作面实测参数为模拟参数，在实际进风巷风量条件下，利用数值模拟研究横川处埋管抽采采空区瓦斯措施的效果，见图12，采空区压力最低点转移到第二个后横川巷道处，采空区瓦斯向抽采位置集聚，有效降低了采空区瓦斯向后横川巷道涌出。

表7　不同进风巷风量下横川瓦斯浓度拟合公式的拟合系数及精度汇总

表8　不同进风巷风量下上隅角瓦斯浓度拟合公式的拟合系数及精度汇总

图12　工作面推进速度为6.25m/d时埋管抽采后采空区

由图13可得，埋管抽采措施可大幅度地降低后横川巷道瓦斯浓度，降低幅度在50%～60%，当工作面推进速度为6m/d时横川瓦斯浓度可降低到1%以下。

图13　采取埋管措施前后横川巷道瓦斯浓度对比

5　结　论

以阳煤集团新景煤矿92116工作面为工程背景，综合考虑了工作面推进速度、进风巷风量、采空区遗煤厚度、回采区域煤可解吸瓦斯量、回采工作面煤壁瓦斯初始涌出速率等实测参数，建立了完善的并列双U型通风工作面采空区瓦斯涌出数学物理计算模型。

1)数值模拟结果与实测结果误差小于15%，说明本文建立的数值模拟模型可用于预测该工作面的采空区的瓦斯涌出规律。

2)由数值模拟结果可知工作面配风量越大，采空区通风横川附近采空区区域瓦斯聚集情况越严重，而上隅角附近采空区区域瓦斯浓度很低，论证了采空区通风横川有利于降低上隅角瓦斯浓度。

3)横川巷道瓦斯浓度、回风巷瓦斯浓度、上隅角瓦斯浓度随工作面推进速度增大以朗格缪尔函数形式增长；横川巷道瓦斯浓度、回风巷瓦斯浓度、上隅角瓦斯浓度随工作面进风巷风量增大以指数函数形式减小；

4)利用数值模拟验证了采空区后方第二个横川处埋管抽采采空区瓦斯措施可将采空区通风横川巷道内的瓦斯浓度由2.7%降至1%以下，满足《煤矿安全规程》要求。

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Study on law of gas storage and transport in gob with parallel double U-shape ventilation

LI Wei1，2，LIU Yan-qing1，2，ZHANG Lang1，2，SANG Cong1，2，WANG En1，2

(1.Institute of Coal Safety and Technology，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China；2.State Key Laboratory of Coal Efficient Mining and Clean Utilization，China Coal Research Institute，Beijing 10013，China)

In order to reveal laws of gas storage and transport in gob with parallel double U-shape ventilation and put forward effective gas control measures，Taken coal face of NO.92116 in Xinjing Coal Mine of Yang Coal Group as the research object.Considering the coal face advancing speed，air quantity of intake airflow roadway，thickness of left mine in gob，the gas amount of mine in coal mining area，initial gas emission rate of working face of coal wall and other measured parameters，the perfect mathematical physics model of gas emission in gob was Established.The variance of results of numerical simulation and measured results was less than 15%.The simulation results show that gas concentration in the first link roadway in gob，gas concentration in return-air roadway，gas concentration in upper corner increased with working face advancing speed growth in the form of Langmuir function，with air quantity of intake air-flow roadway growth decreased in exponential form.according to this problem of gas overrunning in the first link roadway in gob，governance effect of extraction-gas measures in the scend link roadway in gob was analyzed quantitatively.

the coal face；advancing speed；air quantity of intake air flow roadway；the link roadway in gob；gas concentration；extraction-gas measures in gob

2016-03-17

山西省煤层气联合基金资助(编号：2013012007)

李伟(1983-)，男，黑龙江木兰人，助理研究员,从事矿井通风与煤矿安全的科学研究工作。E-mail：liwei7792@163.com

刘彦青(1989-)，山西忻州人，汉族，硕士，工程师，主要从事矿井通风与空调、瓦斯灾害治理、粉尘防治等方面的研究。E-mail：lyqing0906@163.com。

TD712

A

1004-4051(2016)10-0101-06