采空区漏风量与分布的计算机模拟研究.pdf

第23卷第1期煤炭学报Vol. 23 No. 1 1998年 2月JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYFeb. 1998 采空区漏风量与分布的计算机模拟研究 3 施式亮 唐海清 刘英学 邹声华 湘潭工学院 摘要 研究了采空区区域内的平均化的风流分布特性,并根据滤流场的理论进行了减少采 空区漏风量技术措施的计算机模拟,结果表明,减少漏风的幅度为17108 ～24126 .模拟 结果减少了现场试验环节、降低了工程费用,经六枝矿务局木岗煤矿2 a多的工业性试验和实 际应用,证明了计算机模拟结果的正确性. 关键词 采空区 漏风量 计算机模拟 中图分类号 TD 728 贵州省六枝矿区木岗煤矿,开采的是煤与瓦斯突出、自燃严重的煤层,自然发火期一般为40 d左 右,最短的仅为17 d.该矿自1971年建井以来,共发生自然发火80起,其中,采煤工作面49次,占 61125 ,部分工作面因自燃引起瓦斯爆炸,造成了重大的经济损失.采空区漏风是采场煤炭自燃并引 爆瓦斯的主要原因之一.为了减少采空区的漏风,特别是为了减少或堵塞采空区的漏风通道或在容易自 燃的漏风通道上减少其漏风量,从而防止煤炭自燃与瓦斯爆炸,提出了以下技术措施 1在采煤工作 面采用低压通风系统; 2在采煤工作面的采空区进风侧设置防漏风墙. 为了查明上述两项技术措施的可行性,摸清采空区漏风分布与大小的变化规律,对试验工作面采空 区的漏风状况进行了计算机模拟研究,指导技术方案的实施,提高实施效果,降低费用. 1 计算机模拟的计算方法 111 采空区滤流风阻和滤流阻力定律 1滤流风阻 首先,对回采工作面的采空区进行网格化处理[1].然后,根据形成的滤流条带和 式1进行采空区纵向漏风风阻的计算,即 R′ axexp[011 ⅹ5- vf ] Δl/ S , R″ bx015exp[011 ⅹ5- vf ] Δl/ S ,le 1 式中,R′ 为纵向条带的滤流层流风阻, 10 Ns/ m5;R″ 为纵向条带的滤流紊流风阻, 10 Ns2/ m8;x为 采空区内某点距工作面走向距离, m;a ,b为经验系数,根据煤层顶板冒落岩石性质确定;vf为工作 面日推进度, m/ d;Δl为采空区滤流条带网格边长, m;S为滤流条带的截面积,SL h/ N ;L为回 采工作面长度, m;h为回采工作面采高, m;N为沿工作面倾向划分的网格数. 收稿日期 1997-04-28 3 煤炭工业部一般科研项目编号92- 537 沿走向的横向条带的漏风风阻,近似取两相邻纵向条带漏风风阻的算术平均值. 2阻力定律 对于采煤工作面冒落带内采空区空气流动,其阻力定律[2]为 F R′Q R″Q2,2 式中,F为冒落条带的滤流阻力, N/ m2;Q为冒落条带的滤流风量漏风量 , m3/ s. 112 计算机模拟的步骤 1原始数据 模拟所需的原始数据① 回采工作面倾斜长度L;② 采空区冒落带走向长度X0; ③ 采高h;④ 工作面日推进度vf;⑤ 顶底板岩石性质;⑥ 冒落带的空隙率n;⑦ 工作面通风系统各相关 巷道的风阻值;⑧ 矿井主通风机分配到工作面通风系统的风压Hf. 2预处理 将采空区冒落带划分为若干边长为Δl的正方格,采空区每一分格用一滤流分支代 替,最后形成滤流分支网络.然后,将所有分支和节点分别编号,每一分支代表长、宽各为Δl的滤流 条带.每一纵向条带的滤流风阻通过式1计算. 3滤流场网络的解算算法 由计算机自动圈划独立网孔,应用H1 克劳斯解算水管管网的迭代计 算原理,根据冒落带滤流阻力定律,采用下列算法 ① 网孔风压平衡定律,即 ∑ i 1～m j 1～n R ′ ij R″ij Qij Q ij- Hp i -Hnij0,3 式中,R′ ij为i网孔第j分支的滤流层流风阻; R″ ij为i网孔第j分支的滤流紊流风阻; Qij为i网孔第j 分支的流量;Hp i为 i网孔中等效风机风压;Hnij为i网孔j分支中的附加风压如进风巷的动压、局部 火风压以及调压风机风压等 . ② 迭代计算中初始风量的拟定[3] 先用各分支的紊流风阻值,按层流阻力定律解算网络,求出各 独立网孔的风量,以此流量的平方值作初拟风量,然后把滤流分支的层流风阻加入迭代计算,直到满足 规定网孔风量闭合精度要求为止. ③ 迭代计算中网孔风量的校正值Δqi为 Δqi ∑ i 1～m j 1～n R ′ ij R″ij Qij Q ij- Hp i -Hnij ∑ i 1～m j 1～n R ′ ij2R″ij Qij - H′ pi ,4 图1 木岗煤矿1175工作面系统布置 Fig11 The layout of the 1175 working face system in Mugang Coal Mine 式中,H′ pi为i网孔中等效风机工况点的斜率,如果工作面系统风压取恒定值,则H′pi 0 ; m为独立 网孔数;n为分支数某一对应的独立网孔 . ④ 确定采空区冒落条带的滤流流速及流量漏风 量 . 2 木岗煤矿1175工作面模拟实例 211 模拟的原始数据及预处理 木岗煤矿1175工作面系统布置如图1所示,输 入的原始数据如表1所示.将图1中的采空区划分成 Δl 10 m的方格,其分支节点分别编号,如图2所 示.其中带“○ ”符号如“① ”表示分支号,不 带“○ ”符号的数字如“1”表示节点号.工作面 周边巷道阻力测定及计算结果如表2所示. 86煤 炭 学 报 1998年第23卷 图2 1175工作面采空区滤流场模拟解算 Fig12 Simulating network of goaf in 1175 working face 表1 原始数据 Table 1 data 参 数数 值参 数数 值 L/ m h/ m X0/ m a 70 2 50 0104 b vf/ md- 1 Hf/ Pa Δl/ m 40 016 147 10 表2 1175工作面周围巷道风阻实测数据 Table 2 Measuring data of air resistance in workings nearby 1175 working face 巷 道 编 号 巷 道 名 称 巷道阻力 / Nm- 2 巷道风量 / m3s- 1 巷道风阻 / Ns2m- 8 ② ③ ④ ～ ⑩ 84○ 85○ 86○ 1175机巷前段 1175机巷后段 1175工作面 1175风巷后段 二切眼 1175风巷前段 41167 17116 2185 28192 39132 51675 51375 41160 51375 51675 011319 01061 010168 01123 100 01125 为了能充分说明方案实施后减少漏风的效果, 选 28 ○, 35○ 和42○3条有代表性分支的漏风量进行比较, 2个方案实施后的模拟结果汇总于表3. 212 防漏风墙实施后采空区漏风分布及流量变化 为了控制漏风量,采用构筑防漏风墙的技术措施.对照图2所示,一旦防漏风墙构筑完成,相当于 在 46 ○, 50○ 和11○3条分支增阻, 风阻值分别为R′ 46 0 , R″ 46 60 Ns2/ m8, R′ 50 0 , R″ 50 15 Ns2/ m8, R′ 11 0 , R″ 11 100 Ns2/ m8,调整风阻值后,重复前述的模拟步骤,得到分析结果 表3 . 表3 1175工作面防漏风墙和低压通风系统实施后模拟结果 Table13 Simulating results after application of leakproof brattice and low pressure ventilation system in 1175 working face 减漏风 方 案 工 作 面 漏风量 / m3s- 1 减少值 / m3s- 1 减少 / 有 代 表 性 的 分 支 28○ 漏风量 / m3s- 1 减少值 / m3s- 1 减少 / 35○ 漏风量 / m3s- 1 减少值 / m3s- 1 减少 / 42○ 漏风量 / m3s- 1 减少值 / m3s- 1 减少 / 原系统 砌墙后 低 压 11925 11810 11552 01115 01373 5197 19190 01272 01226 01211 01046 01061 17108 22143 01162 01128 01123 01034 01038 21106 23168 01106 01082 01080 01024 01026 22198 24126 注“砌墙后”表示工作面构筑防漏风墙后;“低压”表示工作面实施低压通风系统以后. 从表3有代表性的3条分支28○, 35○ 与42○ 可以看出, 其漏风量减少幅度分别为17108 , 21106 , 22198 . 213 低压通风系统条件下的采空区漏风分布及流量变化 1175工作面原有的通风系统,由于瓦斯涌出量大,所需分配的风量比较大,因而主通风机供给工 作面的风压也较大,造成采空区的漏风也大.为了从通风系统上减少采空区的漏风量,通过实测,在满 足工作面生产需要的前提下,把供给工作面的风压从147 Pa降到98 Pa.通过计算机模拟,有代表性的 3个分支28○, 35○ 与42○ 的漏风减少幅度分别为22143 , 23168 , 24126 . 3 结 论 1通过以上的计算机模拟分析,清楚地表明了本课题所采用的2项主要技术措施有显著的减少采 96第1期 施式亮等采空区漏风量与分布的计算机模拟研究 空区漏风量的效果,且低压通风系统的防漏风效果要略优于构筑防漏风墙. 2从表3可以看出,越是采空区深部漏风通道,漏风量减少的幅度也越大,这对防治采空区自燃 具有特别重要的意义. 3采用计算机模拟,一台电子计算机理论上可代替无数个实物模型,既节省投资,又可获得较准 确的分析结果. 本文是湘潭工学院、六枝矿务局和贵州省煤炭科学研究所合作研究的成果.在此对付出辛勤劳动的 全组人员和对此项目给予关心、支持的各级领导和同志们表示衷心的感谢. 参 考 文 献 1 冯小平.采空区高温点位置的确定 [学位论文].淮南淮南矿业学院, 1993 2 吴中立.采空区渗滤流场电子计算机模拟.见国际采矿科学技术讨论会采矿工程分会 Ⅱ 论文集,徐州中国矿业 大学出版社, 1985 3 平松良雄.通风学.北京冶金工业出版社, 1981 作 者 简 介 施式亮,男,副教授. 1988年毕业于淮南矿业学院,获硕士学位.现从事安全技术及工程的教学和科研工作.发表 “瓦斯爆炸事故树的微机分析模型及应用”等论文10多篇.湖南省湘潭市湘潭工学院资源工程系,邮政编码 411201. 唐海清,男,教授. 1953年毕业于中国矿业学院.一直从事矿山通风与安全专业的教学与科研工作.出版矿井风 网动坐标解法及其应用专著,发表论文近40篇.湖南省湘潭市湘潭工学院资源工程系,邮政编码 411201. COMPUTER SIMULATINGSTUDY OF LAYOUT AND CHANGE OF AIR LEAKAGE IN GOAF Shi Shiliang Tang Haiqing Liu Yingxue Zou Shenghua Xiangtan Polytechnic Institute Abstract The characteristic of average air flow distribution in goaf has been studied , and according to the theorey of filtered flow , the computer simulation for reducing air leakage in the goaf was carried out , the result indicates that the amplitude of air leakage reducing is 17108 ～24126 . The simulation result re2 duced test steps on site and cut down engineering cost. The industrial tests and application for more than two years in Mugang Mine of Liuzhi Coal Mining Bureau proved that the simulating results are correct. Keywords goaf , air leakage , computer simulation 07煤 炭 学 报 1998年第23卷