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采空区球体组装模型与多孔介质流动压损预测

陈方兴, 郝小礼, 陈世强, 李轶群, 李石林, 鲁义

陈方兴,郝小礼,陈世强,等. 采空区球体组装模型与多孔介质流动压损预测[J]. 煤炭科学技术,2025,53(5):233−242. DOI: 10.12438/cst.2024-0448
引用本文: 陈方兴,郝小礼,陈世强,等. 采空区球体组装模型与多孔介质流动压损预测[J]. 煤炭科学技术,2025,53(5):233−242. DOI: 10.12438/cst.2024-0448
CHEN Fangxing,HAO Xiaoli,CHEN Shiqiang,et al. Spherical assembly model and prediction of pressure loss of porous media flow in goaf[J]. Coal Science and Technology,2025,53(5):233−242. DOI: 10.12438/cst.2024-0448
Citation: CHEN Fangxing,HAO Xiaoli,CHEN Shiqiang,et al. Spherical assembly model and prediction of pressure loss of porous media flow in goaf[J]. Coal Science and Technology,2025,53(5):233−242. DOI: 10.12438/cst.2024-0448

采空区球体组装模型与多孔介质流动压损预测

基金项目: 

国家自然科学基金资助项目(U1361118);湖南省自然科学基金资助项目(2022JJ30251,2023JJ30243)

详细信息
    作者简介:

    陈方兴: (1996—),男,湖南株洲人,博士研究生。E-mail:weiai239@163.com

    通讯作者:

    陈世强: (1978—),男,贵州遵义人,教授,博士。E-mail:shiqiangchen@hnust.edu.cn

  • 中图分类号: TD752.2

Spherical assembly model and prediction of pressure loss of porous media flow in goaf

  • 摘要:

    快速预测采空区内部流动损失,一直是煤矿精准防灭火的关键问题。围绕采空区多孔介质流动,提出球体组装的采空区多孔介质物理模型,结合模型几何特征,找到流动的最小体元,并划分出该流动的4个阶段。基于纳维−斯托克斯(N−S)方程,建立表观速度、球径、动力黏度、流体密度与压损的关系式,得到4个阶段的压损计算式,进一步,采用时间比重的加权方法,建立了单位长度压损模型JT/L,符合Forchheimer方程形式。应用该模型预测了压损数值,对比了数值模拟结果和Ergun方程的预测值,结果表明:对数值模拟结果的影响,相比出入口效应,发现边壁效应更大,经优化确定模型为16×7的多球组装体接枝组合;对于该接枝组合内的多孔介质流动,在层流和近层流时,Ergun预测值与数值模拟结果的相对误差小于8%;引入孔隙率为0.375的多孔介质试验数据,开展无量纲分析,验证了数值模拟结果的可靠性,但是,单位长度压损模型JT/L预测值的误差最大值达69.9%,实为将N−S方程简化成一维而引起的;定义修正系数K,表征三维流动的影响,雷诺数(Re)低于10,K=2.84,雷诺数为10~3 000时,K=6.56Re−0.334;最终,得到了拟三维的JT'/L计算模型,当雷诺数低于10,预测值的误差小于6%,在雷诺数10~3 000范围内,误差低于10%。结论表明,基于球体组装模型的采空区拟三维多孔介质流动压损计算模型,可快速预测出雷诺数不超过3 000的单位长度压损,有助于科学指导采空区精准防灭火的工程实践。

    Abstract:

    Rapid prediction of flow loss in goaf is always the key problem of accurate fire prevention in coal mines. Based on the porous media flow in goaf, a physical model of porous media in goaf assembled by spheres is proposed. Combined with the geometric characteristics of the model, the minimum volume element of the flow is found, and four stages of the flow are divided. Based on Navier−Stokes equation, the relationship between apparent velocity, diameter, dynamic viscosity, fluid density and pressure loss is established, and the pressure loss calculation formula of four stages is obtained. Further, the pressure loss model per unit length JT/L is established by using the time-specific weight method, which accords with Forchheimer equation form. The model is used to predict the pressure loss, and the simulation results are compared with the predicted values of Ergun equation. The results show that the boundary effect on the numerical simulation results is greater than that of the inlet and outlet effect. The optimal model is 16×7 multi-ball assembly unit grafting combination. For the porous media flow in the grafting combination, the relative error between Ergun predicted value and simulation result is less than 8% in laminar flow or near laminar flow. The reliability of the numerical simulation results was verified through dimensionless analysis using experimental data from porous media with a porosity of 0.375. However, the maximum error of JT/L predicted value of the unit length pressure loss model is 69.9%, which is actually caused by the simplification of N−S equation to one dimension. The correction coefficient K was defined to represent the influence of three-dimensional flow. When the Reynolds number (Re) is less than 10, K=2.84, and when the Re is from 10 to 3000, K=6.56Re−0.334. Finally, the pseudo-three-dimensional JT'/L model is obtained. When the Re is below 10, the error of the predicted value is less than 6%, and when the Re is from 10 to 3000, the error is less than 10%. It is concluded that the pseudo three-dimensional porous media flow pressure loss calculation model based on the sphere assembly model can quickly predict the pressure drop per unit length of the Re less than 3000, which is helpful to scientifically guide the engineering practice of accurate fire prevention in the goaf.

  • 在20世纪90年代和21世纪初,中国煤炭主产区的村办集体煤矿和私人煤矿多以房柱式采煤法开采煤炭资源,导致中国老矿区遗留了“星罗密布”的房柱式小窑煤矿采空区。房柱式采空区具有采出率较小、留设煤柱较大的特点,其覆岩移动规律及地表变形规律与长壁式采空区差别较大[1-2]。在地下水、煤柱风化等作用下,煤柱失稳引起房柱式采空区顶板失稳塌落,进而引起地表变形对上方建构筑物的稳定性造成影响,甚至引起矿震导致地面的大面积塌陷[3-7]。煤柱失稳曾引发我国房柱式采空区发生多次大面积塌陷,引起的矿震对上方建构筑物和人员生命安全造成了极大的威胁。2005年11月6日,中国发生了53 000 m2的灾难性地面沉降,造成38人受伤,37人死亡。自2009年9月至2015年底,中国某矿区共监测到矿震13次,震级2.1~3.3级[8]

    采空区覆岩的变形机制[9-11]直接决定了地表沉陷的发育机制和发育程度。覆岩厚度的不同导致其破坏机制也存在较大差异,厚岩层的主要破坏机制为压剪破坏,剪切裂纹占主导地位[12-15],而薄岩层的破坏为基岩的弯曲为小挠度问题,根据煤矿实测数据结合现场技术人员经验,基岩层位移达到0.1 m,就十分危险,而基岩层的平均厚度小于20 m,挠度与厚度之比远小于1/5。根据断裂力学对裂纹扩张的的描述[16-18],可根据裂纹形成的力学机制将裂纹划分为张开型裂纹、滑移型裂纹和复合型裂纹。鉴于此,分析采空区覆岩运动规律时,确定覆岩的变形机制具有十分重要的现实意义。基岩的沉降变形为上部松散层的运动创造了空间,松散层的抗拉、抗剪及抗弯能力都很低,基岩塑性变形会引起松散层的滑移破坏、拉裂破坏和剪切破坏,在充分采动的作用下,覆盖层最终会形成倒梯形破坏形态[19-20]

    综上所述,目前对房柱式采空区变形失稳的研究主要集中在煤柱失稳方面,而对采空区覆岩和松散层变形机制的研究主要是针对长壁式采空区。房柱式采空区上覆地层的失稳变形机制还未引起足够的重视。鉴于此,笔者以山西晋城某房柱式煤矿采空区为研究对象,探讨房柱式采空区上覆地层的失稳变形机制,以期为类似工程防灾减灾和环境保护提供一定的借鉴。

    近年来,随着基础设施的持续建设,大量的公路、铁路、建筑物不可避免地位于房柱式采空区之上。某高速公路在建设过程中,路线走廊带内存在大量的房柱式小窑采空区。由于房柱式采空区开采煤层较浅、回采率较小、留设煤柱较大等特点,煤柱的失效会引起小窑采空区的失稳变形,对上方公路的建设和安全运营造成较大的威胁[21]

    研究区位于山西省晋城市的沁水煤田,煤系地层主要二叠系下统山西组(P1s),煤层产状近水平向,在20世纪90年代经历了大面积的房柱式开采,采深约50 m,煤柱留设宽度约7~10 m,回采率在30%~50%,平均采厚5 m。该处地层典型断面从上至下依次为:

    1)第四系中更新统离石组(Q2l)黏土,厚度36 m。

    2)二叠系上统石千峰组(P2sh)紫红色泥岩,厚度13.5 m。

    3)二叠系下统下石盒子组(P1x)粉砂岩,厚度3 m。

    4)二叠系下统山西组(P1s)3号煤层,厚度5 m。

    5)采空区底板为二叠系下统山西组(P1s)泥岩。

    本文以该典型地层断面为基础,开展室内物理模拟试验,探讨房柱式采空区上覆地层的失稳变形机制。

    本次物理模拟试验装置由定制模型箱、模型材料、监测设备组成。

    选择几何相似比为1∶100的平面应力物理模型。试验所用模型箱内部尺寸为长150 cm、宽10 cm、高100 cm。模型箱采用三角钢焊制边框,侧面采用定制钢化玻璃做表面,除背面外,其余三侧固定。背面下部20 cm高度的钢化玻璃固定,在25 cm处角铁上打孔,做限位螺栓,用于支撑上部活动玻璃。下部20 cm填实作为采空区底板,20~25 cm部分为煤层,如图1所示。

    图  1  物理模型建立过程
    Figure  1.  Physical model building process

    本次模型试验的材料主要分3部分:

    1)煤层及采空区:煤层部位采用43块宽3.5 cm、高5 cm的木块模拟煤层,木块长度为20 cm,便于抽取以模拟煤层开采。

    2)上覆岩层:选取河沙和重晶石粉为骨料,石膏作为胶结剂,运用相似原理,通过室内试验确定配比。

    泥岩:水∶重晶石粉∶河砂∶石膏质量比为 1∶1∶1∶1,制作长×宽×高=20 cm×10 cm×1 cm的块体,对块体进行分层交错码砌,模拟采空区上覆泥岩。

    粉砂岩:水∶重晶石粉∶河砂∶石膏质量比为 0.8∶1∶1∶1.2,制作长×宽×高=50 cm×10 cm×1 cm的块体,对块体进行分层对称码砌,模拟采空区顶板粉砂岩。

    3)松散层:采用5~10 mm的砂砾模拟松散层。

    在模型试验开始前,对模拟岩层的石膏板进行处理,采用3D打印机制作小型滚轮器具,在滚轮上裹上凸颗粒橡胶膜,蘸印油后在板的侧面均匀涂黑点,以便于粒子图像识别,对岩层的变形进行监测。

    模型试验过程中,利用专业相机对物理模型的正面进行实时拍照,如图2所示。试验结束后利用PIV配套软件对照片进行后处理,计算同一粒子不同阶段的位移变化,就可以得到松散层和覆岩的位移场变化信息。本次监测测量的空间分辨率为0.02 mm。

    图  2  监测示意
    Figure  2.  Monitoring diagram

    根据该处采空区特征,并结合房柱式开采煤柱留设宽度经验,本次物理模拟试验先完成开挖步序1—5,模拟不同回采率采空区;然后依次完成开挖步序6—9,模拟煤柱失稳,具体开挖步序和位置如图3表1所示,每个开挖步序按木块编号从大至小依次开挖。

    图  3  开采方案
    Figure  3.  Mining scheme
    表  1  开挖步序与模拟工况对照表
    Table  1.  Excavation sequence and simulation condition comparison table
    开挖步序 模拟工况
    1 采出率30%
    2 采出率35%
    3 采出率40%
    4 采出率45%
    5 采出率50%
    6 1号煤柱失稳
    7 2号煤柱失稳
    8 3号煤柱失稳
    9 4号煤柱失稳
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    为保证上覆地层的充分变形,每一个开挖步序结束后停放1 h,保证位移充分,然后拍照记录。若遇上覆地层明显移动,则也停下放置1 h,再次拍照记录。

    根据试验结果,得到不同回采率情况下采空区覆岩和松散层的变形特征,如图4所示。

    图  4  不同回采率采空区覆岩和松散层变形特征
    注:图中不同颜色区域为2条竖向变形等值线数值的中间区域,等值线数值标度单位为mm。
    Figure  4.  Deformation characteristics of overlying rock and unconsolidated formation in mined-out area with different mining rates

    房柱式开采结束后,由于开采的卸载作用引起覆岩和上覆松散层的变形,但覆岩整体处于稳定状态,未发生垮落,能对上覆松散层起到较好的支撑作用。

    覆岩整体发生变形,其主要变形部位集中在采空区中部顶板处,松散层在覆岩移动影响下也发生变形,变形区域发育至地表。当煤层回采率为30%时,基本顶处最大变形为0.55 mm。随着回采率的增大,覆岩整体变形增大,覆岩变形由中部基本顶逐渐向两侧扩展,变形区域逐渐增大,且变形量级也不断增大,松散层变形区域也逐渐增大。

    图4可以看出,采空区中部基本顶覆岩变形呈“条带状”发育,远离变形中心部位的覆岩变形呈“梯形状”发育。由于覆岩较薄,靠近变形中心部位的覆岩变形呈“梯形状”发育,远离变形中心部位的覆岩变形呈“倒漏斗型”发育。但随着回采率的增大,覆岩变形区域由中心向两端扩展,“梯形状”变形区域逐渐转变为“倒漏斗型”。

    松散层属于松散介质,其抗拉、抗剪及抗弯能力都很低,覆岩变形引起的松散层变形呈“梯形状”,随着回采率的增加,梯形面积不断增大。由图4可以看出,松散层中的变形呈“梯形状”发育,随着回采率的增大,梯形面积逐渐增大,变形区域不断由中心向两端扩展,当回采率达到50%时,地面沉降变形超过0.2 mm,梯形顶边消失。

    采空区覆岩变形可划分为3个区域:“条带状”变形区域、“梯形状”变形区域和“倒漏斗型”变形区域。其中,“条带状”变形区域在整个采空区中部的基本顶发育,变形最为剧烈,对覆岩的“梯形状”变形区域的大小和变形量级起控制作用;“倒漏斗型”变形区域范围最大,且变形量随着距离“条带状”变形区域越远,衰减幅度越大。

    图5煤柱失稳条件下采空区覆岩及松散层变形特征可知,煤柱失稳条件下,松散层变形特征由“梯形状”发育为“漏斗型”,随着失稳煤柱的增加,松散层变形增大,“漏斗型”变形区域由中心向两端逐渐扩展。覆岩变形规律与房柱式开采煤柱未失稳条件下相似,但“条带状”变形区域、“梯形状”变形区域和“倒漏斗型”变形区域变形量显著增大。

    图  5  煤柱失稳条件下采空区覆岩及松散层变形特征
    Figure  5.  Deformation characteristics of overlying rock and unconsolidated formation in mined-out area under instability of coal pillar

    在房柱式采煤结束后,顶板已经发生弯曲变形,最大变形位置为模型中部煤层基本顶处,基本顶最大下沉量为0.65 mm。在1号煤柱失稳的情况下,基本顶变形继续增大,最大下沉量达到1.5 mm,覆岩开始产生离层裂缝。随着煤柱的持续失稳,基本顶变形继续增大,离层裂缝持续发育,基本顶中部出现裂缝。

    在2号煤柱失稳后,基本顶形成“悬臂梁”支撑结构,稳定的支撑住了上覆岩体荷载,而覆岩整体形成拱形稳定结构;随着3号煤柱和4号煤柱的失稳,顶板和覆岩虽然下沉量持续增大,但“悬臂梁”结构保持稳定,拱形结构由下至上逐渐扩展,拱脚位置由中间逐渐向两边扩展,“悬臂梁”结构支撑住了上部岩体的重量,未发生垮塌。

    根据本次物理模拟试验的结果,将浅埋缓倾房柱式采空区变形失稳条件下的松散层覆岩破坏联动演化过程描述为:① 煤层开采前,松散层自重产生的静载全部作用在基岩上,处于静力平衡状态;② 房柱式开采结束后,原先的静力平衡被打破,在采空区中部的基本顶处发生应力集中,采空区覆岩变形由应力集中区域向外可划分为“条带状”、“梯形状”和“倒漏斗型”3个区域,并引起上覆松散层的同步协调沉降,松散层中的变形呈“梯形状”发育。③ 在煤柱失稳的条件下,松散层变形由“梯形状”发育为“漏斗型”,由于松散层自身性质无法形成稳定承载结构,其运移区域内的大范围介质仍将以载荷形式作用在基岩上,从而进一步加剧了采空区覆岩变形的发展;④ 覆岩的加剧变形,反过来又致使松散层进一步沉降运移,“漏斗型”破坏区域进一步扩大,达到新的平衡状态;⑤ 煤柱持续失稳,直至顶板逐渐变成一种带裂缝的悬臂梁结构,达到极限平衡状态。

    综上可知,松散层引起的静载是覆岩变形的根本动力,而松散层与覆岩力学特性及两者的联合演化是形成其特殊变形机制的根本原因。

    浅埋缓倾煤层房柱式开采结束后,顶板受力可简化为承受均布荷载q的简支梁,如图6所示,设该段采空区顶板的长度为l,则均布荷载的合力为$ F_{\mathrm{R}}=q l $,均布荷载q作用下简支梁的挠曲轴方程为:

    图  6  顶板简支梁受力示意
    Figure  6.  Schematic diagram of roof simply supported beam
    $$ w=\frac{q x}{24 E I}\left(2 l x^2-x^3-l^3\right) $$ (1)

    式中:EI为梁的刚度。

    由式(1)可知,简支梁跨度中点截面C的挠度最大,其值为:

    $$ \delta_{\max }=\frac{5 q l^4}{384 E I} $$ (2)

    在1号煤柱失稳情况下,离层裂隙开始发育,顶板跨度翻倍,$ \delta_{\max } $与$ l^{4} $呈正比,$ \delta_{\max } $增大16倍,顶板挠度最大值出现在煤柱1上方。

    随着2号煤柱失稳,顶板断裂,可认为上覆地层荷载由两段悬臂梁支撑。由于离层裂隙增大,悬臂梁部分与上覆岩层脱离,其受力可以简化为在距离支点a处存在一个集中荷载,如图7所示,该种情况下,悬臂梁的挠曲轴方程为:

    图  7  顶板悬臂梁受力示意
    Figure  7.  Stress diagram of the roof cantilever beam
    $$ w=\frac{F x^2}{6 E I}(x-3 a),(0 \leqslant x \leqslant a) $$ (3)
    $$ w=\frac{F a^2}{6 E I}(a-3 x),(a \leqslant x \leqslant l) $$ (4)

    在上覆地层荷载作用下,挠度最大处为B点(图7),即变形主要发生在断裂处:

    $$ w_B=-\frac{F a^2}{6 E I}(3 l-a) $$ (5)

    此时,顶板达到极限平衡状态。

    1)浅埋缓倾煤层在房柱式开采条件下,采空区覆岩变形可划分为3个区域:“条带状”变形区域、“梯形状”变形区域和“倒漏斗型”变形区域。其中,“条带状”变形区域在整个采空区中部顶板处发育,变形最为剧烈,对覆岩的“梯形状”变形区域的大小和变形量级起控制作用;“倒漏斗型”变形区域范围最大,且变形量随着距离“条带状”变形区域越远,衰减幅度越大。随着回采率的增大,覆岩变形区域由中心向两端扩展,“梯形状”变形区域逐渐转变为“倒漏斗型”。松散层中的变形呈“梯形状”发育,随着回采率的增大,梯形面积逐渐增大,变形区域不断由中心向两端扩展。

    2)煤柱失稳条件下,覆岩变形规律保持不变,松散层变形特征由“梯形状”发育为“漏斗型”,且随着失稳煤柱的增加,松散层变形增大,“漏斗型”变形区域由中心向两端逐渐扩展。

    3)房柱式开采结束后,采空区顶板受力可简化为承受均布荷载的简支梁,在煤柱持续失稳的情况下,覆岩和松散层的静载将导致顶板达到极限平衡状态,顶板破坏模式为拉破断,在拉应力作用下产生裂缝,但顶板并未完全断裂,采空区顶板形成一种带裂缝的悬臂梁结构。

  • 图  1   多球组装模型

    Figure  1.   Multi-ball assembled flow model

    图  2   流动阶段

    Figure  2.   Flow stage

    图  3   采空区多孔介质流动模型

    Figure  3.   Porous media flow model in goaf

    图  4   边壁效应影响分析

    Figure  4.   Analysis of the influence of boundary effect

    图  5   出入口效应影响分析

    Figure  5.   Analysis of the impact of entrance and exit effects

    图  6   不同网格数量下模型压损对比

    Figure  6.   Comparison of pressure loss under different grid numbers

    图  7   不同雷诺数下无量纲流动阻力

    Figure  7.   Dimensionless flow resistance under different Re

    图  8   Re[0, 10]单位长度压力损失及误差分析

    Figure  8.   Analysis of pressure loss per unit length and error when Re[0, 10]

    图  9   Re[0, 10]修正结果及误差分析

    Figure  9.   Correction results and error analysis when Re[0, 10]

    图  10   Re[10, 3000]单位长度压力损失

    Figure  10.   Pressure loss per unit length when Re[10, 3000]

    图  11   Re[10, 3000]修正系数拟合曲线

    Figure  11.   Fitting curve of the correction coefficient when Re[0, 10]

    图  12   Re[10, 3000]修正结果及误差分析

    Figure  12.   Correction results and error analysis when Re[10, 3000]

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  • 期刊类型引用(1)

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出版历程
  • 收稿日期:  2024-04-09
  • 网络出版日期:  2025-05-14
  • 刊出日期:  2025-05-24

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