U型通风方式范文（精选7篇）

U型通风方式 第1篇

关键词：高瓦斯矿井,U型通风,瓦斯抽放

0 引言

为充分利用地面瓦斯抽放系统减少工作面中的瓦斯含量, 对高瓦斯矿井回采工作面采空区进行抽放, 达到不掘尾巷的目的。通过对“U+L”型、“U+U”型等回采工作面通风系统存在的主要隐患和问题进行分析, 提出了U型通风方式+瓦斯抽放的优化方案。U型通风方式+瓦斯抽放方案较传统通风方式可更有效地抽放工作面瓦斯, 并减少瓦斯抽放巷道的掘进工作量。

1 高瓦斯矿井U型通风方式现状

瓦斯问题是困扰高瓦斯矿井实施高产高效生产的一大难题。实践表明, 回采工作面采空区瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量60%以上。传统的“U+L”型通风方式会使采空区的漏风将采空区内高浓度瓦斯携带到工作面中, 并在工作面上隅角聚集。无论采用高位钻孔、埋管抽放, 还是利用高抽巷, 都不能从根本上解决回采工作面上隅角瓦斯聚集和瓦斯超限对生产造成的安全问题, 对回采工作面生产效率及生产安全性造成巨大威胁。

2 U+L型通风方式的合理性评价

“U+L”型通风方式由进风巷、回风巷、专用排瓦斯巷3条巷道组成通风系统, 在尾巷和联络巷之间每隔一定距离施工联络巷, 并进行封闭, 随着工作面推进, 将工作面后方联络巷按一定顺序打开, 将采空区和邻近层中的卸压瓦斯经过联络巷排放到尾巷当中。

进风巷中的风流将采空区中瓦斯带至回风巷与专用排瓦斯巷, 风流会有能量损失, 如果风流能量不足, 瓦斯不能从专用排瓦斯巷排放到回风大巷, 因此专用排瓦斯巷中的瓦斯浓度会变大, 并有超过规程规定的可能, 对井下通风安全造成威胁。

“U+L”型通风系统在工作面正常推进过程中, 排瓦斯巷是利用回风巷与排瓦斯的联络巷进行回风的, 在该联络巷尚未打开且工作面推将要推进到该联络巷时, 排瓦斯巷的回风依旧是靠上一个联络巷完成, 但由于工作面推进过程中上一个联络巷的顶板会不断冒落, 造成该联络巷通风不畅, 使瓦斯排放巷中风量减小, 风速低于规程规定值, 与《煤矿安全规程》 (2011年版) 第137条规定不符, 致使排瓦斯尾巷瓦斯浓度超限或经常处于临界状态, 严重影响着回采工作面安全生产。因此, 采用U+L型通风系统的回采工作面存在很大安全隐患, 故需对U+L型通风方式进行改造设计, 使其更具合理性。

3 U+U型通风系统的概念及基本原理

为解决工作面回采过程中专用瓦斯排放巷中瓦斯浓度超标和风量过低问题, 可在工作面一侧开掘配风巷, 或在工作面后方保留一条专用巷道, 形成“两进两回”或“三进两回”的新型通风系统, 达到专用瓦斯巷掺新风的目的, 这样不仅可有效解决工作面开采过程中出现的瓦斯超限问题, 还可有效提高专用瓦斯巷中的风量, 并消除了盲巷。这种通风方式就是“U套U”“U并U”型通风系统, 可把这二者统一定义为“U+U”型通风系统。

4 U套U型通风方式分析

在布置回采工作面时开凿2个切眼。第一个切眼布置在工作面后方, 与排瓦斯巷相连通。第二个切眼和回风巷相连通, 仍然保留一进风两回风通风方式。排瓦斯巷不仅采用联络巷通风, 且通过第一切眼利用全负压向瓦斯巷内送风, 这样的通风方式不仅可增加瓦斯尾巷进风量, 增大风速, 还可有效降低瓦斯浓度, 确保了工作面安全生产。此通风方式实质上是“U套U”型通风方式。

5 U并U型通风方式分析

采用三进两回通风方式, 在瓦斯尾巷处开掘进风配巷, 其作用是给排瓦斯巷送风。排瓦斯巷不仅可使用联络巷通风, 还能通过新开的配风巷利用全压向其掺进新风, 不仅可达到降低排瓦斯巷中瓦斯浓度的目的, 还可增加排瓦斯巷进风量, 使其内风速和瓦斯浓度符合规程规定, 保证工作面生产的安全性, 该通风方式实质上是“U并U”型通风方式。

6 U套U及U并U型通风方式对比

“U套U”及“U并U”型通风方式均能实现对排瓦斯巷的掺新配风, 且系统稳定可靠。但“U套U”与“U并U”型通风方式相比, 随着工作面推进采空区增大, 其通风线路也变长, 经过采空区的密闭墙增多, 受通风负压影响的采空区面积变大, 结果会使采空区内瓦斯被带入到方案一中的大U回风巷中, 如果煤柱压疏漏风、密闭不严, 会造成通风线路中瓦斯浓度超限, 增大通风量会使采空区内更多瓦斯涌出, 大U的作用会失去。而并列双U型通风方式中相当于大U的U线路不经过采空区, 即受通风负压作用影响的采空区面积小, 且可任意增大风量。且并列双U型通风方式可抑制采空区瓦斯涌出的作用, 因此其处理瓦斯能力大。从管理上讲, 并列双U型通风方式更易于风量调配和密闭施工。

7 U型通风+抽放

在U型通风的回采工作面回风巷采空区, 铺设一趟直径380 mm的瓦斯管路, 连接采空区瓦斯抽放点与地面瓦斯抽放泵站, 利用瓦斯抽放系统的负压, 将采空区内高浓度瓦斯由瓦斯管路抽出, 从而消除或降低回采工作面回风上隅角的瓦斯浓度, 更好地服务于安全生产。此种通风方式, 比双U型通风方式少施工一条巷道, 减少了巷道工程量。

8 结语

U型通风方式 第2篇

1 采煤工作面瓦斯来源及其浓度分布规律

采煤工作面瓦斯来源有两个方面, 一是来自采煤工作面煤壁及采落的煤块;二是来自采空区。采煤工作面瓦斯浓度分布规律是:沿工作面倾斜方向从进风到回风流瓦斯浓度逐渐增大, 在中下部增加梯度较小而慢, 在工作面上部增加梯度较大而且较快;在垂直于煤壁的横断面上, 瓦斯浓度总的变化趋势是从煤壁到采空区是“高—低—高”, 但在不同生产工艺时不同断面上变化趋势不同, 工作面上隅角瓦斯浓度高于工作面其他地点, 其中上隅角上部及煤壁瓦斯浓度最高。

2 上隅角瓦斯积聚原因

2.1 采煤工作面的通风方式

一号煤矿采煤工作面采用的是U型通风方式, 此种通风方式系统简单, 便于通风管理, 对了解煤层赋存情况、掌握矿井瓦斯发展规律较为有利。

2.2 工作面上隅角的风流状态

采煤工作面上隅角靠近煤壁和采空区, 风流经过工作面上端头时, 巷道突然垂直转弯, 使靠近煤壁的风速降低, 工作面上隅角局部地区出现涡流现象, 在附近出现风流循环流动现象, 使采空区和工作面的瓦斯不容易被风流带走, 从而使上隅角瓦斯容易发生积聚。

2.3 一号煤矿瓦斯涌出情况

一号煤矿瓦斯赋存极不均衡, 现开采的三盘区、六盘区局部区域煤层瓦斯含量较大, 掘进期间最大瓦斯涌出量达到9.2m3/min, 采煤工作面回采期间绝对瓦斯涌出量大于10m3/min, 最高达到25.4m3/min, 相对量达到8.5m3/t, 采煤工作面回风流瓦斯主要来源于工作面本煤层和采空区, 通过监测数据表明, 其中30%的瓦斯来自采煤工作面新暴露的煤体和割煤时的落煤;70%的瓦斯来自采空区。近几年随着矿井开采深度和强度不断增加, 瓦斯涌出量逐年增大, 截至2011年8月, 矿井瓦斯绝对涌出量达到115m3/min, 相对涌出量为8.3m3/t, 矿井绝对瓦斯涌出量的不断增大促使采煤工作面上隅角瓦斯积聚程度更为明显。

3 采煤工作面上隅角瓦斯积聚的处理方法

3.1 上、下隅角截堵

使用编织袋装锯末、灰渣等材料将工作面上、下隅角截堵并充填严实, 减少向采空区漏风和从采空区向上隅角涌出瓦斯。一号煤矿307综采工作面在未截堵前上隅角瓦斯涌出量为5m3/min～6m3/min, 截堵后上隅角瓦斯涌出量为2m3/min～3m3/min, 截堵效果明显。

3.2 上隅角埋管抽放

上隅角埋管抽放就是在上隅角用装锯末或灰渣编织袋垒挡风墙进行封堵后采用钢圈风筒穿过封堵墙伸进上隅角, 连接在回风顺槽的负压抽放管路上, 通过上隅角埋管抽放, 在工作面上隅角处形成一个负压区, 使该区域的瓦斯通过抽放管路被抽走 (图1) , 避免因采空区瓦斯涌出而造成上隅角瓦斯超限事故的发生。此方法配合上、下隅角截堵共同使用效果良好, 能有效降低上隅角瓦斯浓度。

3.3 工作面配风合理

根据采空区瓦斯涌出量占采煤工作面瓦斯涌出总量70%的特点, 对工作面进行合理配风, 缩短采空区的漏风带宽度, 以减少采空区瓦斯涌出量, 从而降低上隅角瓦斯浓度, 还能一定程度上降低采空区发火的几率。以一号煤矿307综采工作面为试验现场, 经过多次实践, 307高瓦斯综采面配风1100m3/min～1300m3/min为宜。

3.4 高位裂隙钻孔抽放

3.4.1 高位裂隙抽放原理分析

煤层开采后, 覆岩的裂隙及离层的分布状况将对瓦斯的流动产生很大的影响。根据分析采空区覆岩移动和瓦斯活动规律, 裂隙带是邻近层和冒落区瓦斯的主要聚集区, 有大量高浓度瓦斯, 该部分瓦斯是导致上隅角瓦斯积聚超限的根本原因。同时, 裂隙带发育充分, 是抽放瓦斯的最佳层位, 高位裂隙钻孔抽放就是通过在临近顺槽向生产工作面的采空区裂隙带施工瓦斯抽放钻孔, 并利用发育成熟的裂隙作为通道来实现对整个采空区内瓦斯的抽放。高位裂隙抽放不仅可以拉动采空区内的瓦斯, 促使瓦斯移动方向的改变, 还可以切断采空区瓦斯涌向工作面上隅角的通道, 从根本上降低上隅角瓦斯浓度。

3.4.2 高位裂隙钻孔布置参数

高位裂隙钻孔抽放方法就是在临近顺槽巷道向生产工作面施工高位裂隙钻孔抽采, 即在与本工作面回风顺槽相邻的下一个工作面进风顺槽向本工作面施工高位钻孔, 抽采生产工作面采空区裂隙带内的高浓度瓦斯。在分析研究煤层厚度、裂隙带高度、工作面顶板来压的基础上提出钻场及钻孔的布置参数。详细如下:高位裂隙抽放钻场间隔60米, 每组布置7个扇形抽放钻孔, 所有钻孔间距为1米, 钻孔深度为90～110米, 仰角为18°～21°, 保证终孔位置位于采空区裂隙带, 采用玛丽散封孔工艺, 封孔长度不小于5m。从抽放效果来看, 钻孔抽放瓦斯浓度在15%～25%之间, 部分钻孔瓦斯浓度可达到40%以上。实践证明, 实施高位裂隙抽放对治理上隅角瓦斯积聚起到了治本的作用。

4 总结

高瓦斯U型通风方式综采工作面上隅角瓦斯涌出量大是普遍存在的问题, 不仅是一个安全问题, 也直接影响着工作面的产量和效益。由于综采工作面上隅角瓦斯涌出量不是固定不变的, 它与矿井生产技术条件、通风方式、工作面地质构造等密切相关。近几年, 一号煤矿在上隅角瓦斯治理探索中形成了一套行之有效的综合治理方法, 采用上、下隅角截堵、上隅角埋管抽放、合理调节风量、高位裂隙抽放等综合治理方法相结合, 取得了良好的效果, 使得综采面上隅角瓦斯浓度控制在0.1%～0.4%, 远低于《煤矿安全规程》规定的1%, 为综采面的安全顺利回采奠定了坚实的基础。

摘要：本文详细分析了一号煤矿U型通风方式采煤面上隅角瓦斯积聚的原因及其规律, 有针对性地提出了防治工作面上隅角瓦斯积聚超限的具体措施, 对防治采煤工作面上隅角瓦斯积聚超限工作有一定参考价值。

关键词：U型通风,采煤工作面,上隅角,瓦斯积聚

参考文献

[1]张法权.夹河煤矿采煤工作面上隅角瓦斯的涌出规律及防治措施[J].煤矿安全, 2006, 04.

[2]王文为, 等.掘进工作面煤与瓦斯突出的原因及防治措施[J].煤, 2001, 10.

U型通风上隅角瓦斯治理研究 第3篇

“U”型通风方式, 进入工作面的风流可分为两部分, 即沿工作面流动和进入采空区两个部分。进入采空区的风流会通过采空区内的气流交换过程, 逐渐再返回到工作面, 而最终会汇集于采面上隅角;因此, 工作面上隅角就是采空区瓦斯流入工作面的汇合处。

1上隅角瓦斯积聚的原因

上隅角瓦斯积聚的原因, 与采煤工作面的通风方式、工作面上隅角的风流状态等状况有关。

因为采煤工作面上隅角靠近煤壁和采空区, 风流在经过工作面的上端头时, 巷道会突然垂直转弯, 这样使靠近煤壁的风速降低, 工作面上隅角局部地区会出现涡流现象, 使采空区和工作面的瓦斯不易被风流带走, 从而使上隅角瓦斯容易发生积聚的现象。

2 U型通风系统采煤工作面瓦斯超限的原因

2.1采面隅角为采空区风流的汇合处

如果工作面的后方与邻近煤层的采空区或是同一煤层未隔离的巷道是相通的, 那么风流会汇入工作面漏入采空区的风流中, 流向工作面, 具体如图1所示。

2.2采面隅角的风流状态是瓦斯超限的重要原因

采面上隅角靠近煤壁和采空区的一侧, 风流速度会很低, 局部会处于涡流状态。如图2所示。

隅角的瓦斯超限形成, 是由于涡流使采空区涌出的瓦斯难以进入到主风流中, 从而使高体积分数瓦斯在上隅角附近循环运动而聚集。

当采面隅角出现瓦斯超限的情况, 应遵循以下的几个原则进行处理:

第一:立即设置采面隅角挡风帘, 这是采面隅角出现瓦斯超限的应急措施之一。

第二:根据具体的实际情况, 可以用多种瓦斯抽放方法相联合的运用方式等措施进行瓦斯的综合治理。

第三:进行排查, 封堵漏风, 包括该工作面相关的所有封闭采空区的密闭。

第四:进行及时的回柱, 避免出现回柱的现象。

3采煤工作面上隅角瓦斯积聚的处理方法

上隅角埋管抽放示意图如图3所示。

由图3可知, 上隅角埋管抽放是在上隅角挡风墙进行封堵后, 采用钢圈风筒伸进上隅角, 连接在回风顺槽的负压抽放管路上, 通过上隅角埋管抽放, 在工作面上隅角处形成一个负压区, 使该区域的瓦斯通过抽放管路被抽走, 这样, 会有效地避免因采空区瓦斯涌出而造成上隅角瓦斯超限事故的发生。

4 U型通风工作面采空区瓦斯治理原则

采空区最大特点, 是存在两种特性相差很大的空隙, 即采动空隙和原有空隙。在一般U型通风工作面, 风流是从进风巷进入, 清洗工作面后会经回风巷流出, 具体如图4所示。

由于采空区内采动空隙与原有空隙并存, 流动规律一般是, 从煤层微小孔隙解析出来的瓦斯, 会首先在煤块内流动, 然后在煤块内外的压差作用下, 最后进入采动空隙系统。

结束语

煤矿的安全生产是首位, 而采煤工作面上隅角瓦斯超限问题也是制约着煤矿安全生产的一个重要因素, 因此要知道形成的原因, 找到更好的治理措施, 才能提高煤矿的生产效率, 提高经济效益。

摘要：本文通过对上隅角瓦斯积聚的原因、U型通风系统采煤工作面瓦斯超限的原因、采煤工作面上隅角瓦斯积聚的处理方法及U型通风工作面采空区瓦斯治理原则进行分析, 以提高我国采矿工作面的效率。

关键词：U型通风系统,上隅角,瓦斯治理

参考文献

[1]王文为等.掘进工作面煤与瓦斯突出的原因及防治措施[J].煤, 2001, 10.

[2]于不凡.煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册[M].修订版.北京:煤炭工业出版社, 2005:146-154.

U型通风方式 第4篇

近年来, 随着煤矿机械化的迅速发展, 综放采煤方法在我国得到了快速发展。但因为瓦斯的大量涌出而导致工作面瓦斯超限的情况严重影响着工作面安全高效生产。治理工作面瓦斯超限问题, 可以从加强通风和瓦斯抽放两方面着手[1]。

工作面双U型通风方式是一种有效预防上隅角瓦斯积聚超限的通风方式。“两进两回”的双U型通风系统, 即胶带巷为主要进风, 进风巷辅助进风, 回风巷和瓦斯排放巷回风。双U型通风方式增加了供风量, 有利于稀释工作面瓦斯, 提高了工作面风排瓦斯量和抗灾能力。但是, 双U型通风瓦斯尾巷处于采空区内, 随着工作面的推进, 瓦斯尾巷长度的变化会引起风流压力分布变化, 从而使上隅角采空区的漏风方向和瓦斯涌出量发生改变, 当瓦斯涌出量超过一定值后, 会引起上隅角瓦斯积聚;而瓦斯尾巷的长度与回风巷和瓦斯排放巷之间的联络巷间距有关。因此, 研究合理的联络巷间距对控制工作面上隅角瓦斯浓度超限具有一定的指导意义[2]。本文以潞安集团余吾煤业有限责任公司 (以下简称余吾煤业公司) N2202工作面为研究对象, 对其采空区漏风和瓦斯浓度分布规律进行数值模拟和现场观测。

1 工作面概况

余吾煤业公司属于典型的高瓦斯矿井。N2202工作面位于井田北二采区, 采用走向长壁后退式大采高低位放顶煤一次采全高全部垮落式综合机械化采煤法采煤。工作面走向长度为1 216 m, 倾向长度为281.5m;煤层厚度稳定, 平均煤厚为6.31m;煤层倾角为+3°;工作面日产量为8 000~15 000t。余吾煤业公司工作面通风系统及测点布置如图1所示。回采过程中, 当工作面推进至联络巷处时将其打开, 同时, 永久密闭上一个联络巷;瓦斯尾巷采用木垛支护;工作面总供风量约为5 100m3/min, 其中切眼风量约为4 100 m3/min, 辅助切眼风量约为1 000m3/min。根据工作面瓦斯涌出预测报告, N2202工作面绝对瓦斯涌出量为50.5 m3/min, 相对瓦斯涌出量为9.8m3/t;其中采空区瓦斯涌出量占41%, 煤壁、落煤瓦斯涌出量占59%。

2 采空区流场的数值模拟

2.1 瓦斯运移的数学模型

采空区漏风和瓦斯运移可采用Navier-Stocks微分方程作为流场的控制方程[3,4,5]。

式中:ρ为混合气体密度, kg/m3;t为时间变量, s;Ys, Ds分别为质量浓度和质量扩散系数;xj为方向向量;ui, uj为采空区内不同方向的气体流动速度分量, m/s;p为压强, Pa;τij为分子剪应力张量, Pa;Si为孔隙介质动量损失源项;E为单位体积内的总能量, J;H为单位体积的总焓;k为流体传热系数;T为温度。

控制方程组中, 方程 (1) 为连续性方程, 方程 (2) 为能量方程, 方程 (3) 为动量方程。

2.2 模拟区段和边界条件

为了采用有限体积法得到流体流动控制方程的数值解, 根据N2202工作面实际情况, 分别在工作面推进至310m (距22号联络巷4m) 处, 工作面推进至330m (距22号联络巷24m) 处建立三维计算模型 (图2) 。当工作面推进至330m时, 模拟分为不增加回风巷阻力和增加回风巷阻力2种情况进行。

模拟区段选取:根据工作面实际情况, 选取胶带巷与回风巷断面积为53.5 m2;工作面长为281.5m, 有效截面积为5.53.5m2。工作面“竖三带”和“横三区”观测:垮落带高度为25m, 距工作面0~20 m为自由堆积区, 20~80 m为载荷影响区, 80m以后为压实稳定区[6], 在不同区域选取不同的孔隙率和扩散系数。采空区的孔隙率根据“垮落带内孔隙率最高, 垮落带内距离工作面越远孔隙率越小, 裂隙带、弯曲下沉带依次减小”的规律编制UDF (User-definedFunction) , 把采空区孔隙介质渗透率分布输入计算模型[7,8]。

根据现场实测, 将N2202工作面胶带巷和进风巷设为通风入口, 胶带巷入口风速为3.73 m/s, 进风巷入口风速为1.37 m/s。工作面 (采空区) 两端压差为230Pa, 且呈近似线性分布。采空区边界和工作面煤壁面不漏风。采空区已闭联络巷认为是多孔介质, 会漏少量的风。尾巷和采空区以及工作面与采空区的交界面设为跳跃边界[9,10]。

2.3 模拟结果与分析

将上述3种情况的几何边界条件及物理参数导入Fluent软件, 采用Simple算法分别求得3种情况下的瓦斯浓度分布及漏风流场, 结果如图3图5所示。

由图3图5可知, 工作面漏风流分为3个部分:一部分经过采空区又回到工作面;一部分经过采空区流向尾巷, 通过打开的联络巷流向瓦斯排放巷;还有一部分少量风流漏向采空区后部, 通过已闭联络巷的裂缝直接流向瓦斯排放巷。对比分析可知, 当工作面推进至310m时, 采空区漏风流经尾巷流向打开联络巷的风流明显大于330 m时的风流。当推进至330m时, 工作面漏风流大部分经由采空区重新回到工作面, 由尾巷流向打开联络巷的风流明显减小。当工作面推进至330 m时增加回风巷的阻力, 可以看到尾巷的风量明显增加。

打开联络巷初期, 工作面漏风量大部分通过采空区直接流向尾巷;当工作面继续往前推进时, 工作面漏向采空区的风量减少, 流向工作面的风量逐渐增多;当增大回风巷的阻力时, 可以增加工作面流向尾巷的风量, 稀释尾巷内瓦斯, 降低尾巷内瓦斯浓度。

3 工作面瓦斯浓度测定

3.1 工作面瓦斯测定方法与测点布置

在工作面推进过程中, 采空区内的漏风流场不断发生变化, 通过工作面漏风流流向工作面和尾巷的瓦斯也随着发生改变。因此, 研究工作面瓦斯涌出应重点监测工作面推进过程中, 工作面刮板输送机后部、上隅角、回风巷入口以及尾巷的瓦斯浓度, 即整个上隅角区域的瓦斯变化情况。余吾煤业公司上隅角监控探头布置如图1所示, 测点编号依次为T1, T2, T3, T4, 分别位于刮板输送机后部、上隅角、回风巷后部、尾巷。

3.2 观测数据的整理与分析

3.2.1 观测数据的整理

当工作面从22号联络巷推进到21号联络巷, 从18号联络巷推进到17号联络巷, 从17号联络巷推进到16号联络巷之间时, 当天监控瓦斯平均值与工作面距打开联络巷距离的变化关系如图6图8所示。

3.2.2 观测数据的分析

由图6图8可以看出, 工作面从一个新打开的联络巷推进到下一个联络巷过程中, 工作面上隅角、刮板输送机后部、回风巷后部瓦斯浓度变化趋势基本一致且变化不大;尾巷内瓦斯浓度随工作面推进变化较大。

当工作面距打开联络巷0~8 m时, 尾巷瓦斯浓度较大。由Fluent模拟结果可知, 在工作面距打开联络巷0~8 m内, 经由采空区直接流向尾巷的风流较大, 漏风流携带采空区内的瓦斯涌向尾巷, 导致尾巷内的瓦斯浓度较大。

当工作面推进至距离打开联络巷8~23m时, 尾巷内的瓦斯浓度呈现下降趋势。这时, 尾巷的长度不断增加, 距离工作面较远的采空区逐渐被压实, 孔隙率逐渐减小, 工作面漏风流通过采空区漏向尾巷的距离逐渐增加, 阻力渐渐增大, 所以, 工作面漏风流经过采空区流向尾巷的风流减少, 重新回到工作面的风量增加。回到工作面的漏风流携带了采空区内的瓦斯, 所以, 工作面刮板输送机后部、回风巷后部的瓦斯浓度有所增加, 而尾巷内瓦斯浓度则逐渐减小。

当工作面与打开联络巷距离超过23 m时, 尾巷瓦斯浓度逐渐增加, 刮板输送机后部、回风巷瓦斯浓度整体变化不大。此时, 尾巷的长度继续增加, 采空区内高浓度瓦斯在浓度差的作用下不断向尾巷涌出, 尾巷内瓦斯量逐渐增加。同时, 由于尾巷长度增加, 阻力变大, 尾巷风量减小, 而涌入尾巷的瓦斯量增加, 导致尾巷内瓦斯浓度增加。

当工作面距打开联络巷超过40 m时, 尾巷内瓦斯浓度增加到初始最大值, 且继续增大, 所以, 联络巷间距超过40 m时要加强通风管理与调节, 保证尾巷风量。

4 结语

以余吾煤业公司N2202工作面为研究对象, 通过利用Fluent对其采空区漏风和瓦斯浓度分布规律进行了数值模拟和现场观测。模拟和观测结果表明, 当工作面距离打开联络巷0~8m时, 尾巷内瓦斯浓度较大, 此时, 要加强监督管理, 避免瓦斯浓度超限。当工作面距离打开联络巷超过23 m时, 尾巷内瓦斯浓度达到最小值。当工作面距离打开联络巷40m时, 瓦斯浓度达到初始最大值, 且继续增加, 所以, 把瓦斯排放巷和回风巷间的联络巷间距设为40m较为合理, 考虑到经济性, 建议不要超过50m。当工作面距离打开联络巷距离超过23 m时, 增加回风巷阻力, 可以增加尾巷风量, 使得尾巷内瓦斯浓度降低, 避免尾巷瓦斯浓度超限。

摘要：为了掌握双U型通风工作面瓦斯浓度分布规律, 预防工作面瓦斯浓度超限, 运用Fluent软件对某工作面推进到2个联络巷之间不同位置时采空区内漏风进行了模拟分析, 并对工作面瓦斯涌出规律进行了实测和统计研究分析。模拟与观测结果表明, 双U型通风工作面在推进过程中, 工作面刮板输送机后部、上隅角和回风巷后部瓦斯浓度变化不大, 尾巷瓦斯浓度随着工作面在2个联络巷之间位置的改变而变化, 联络巷打开时, 瓦斯浓度最大, 当工作面距离打开联络巷23m左右时瓦斯浓度最小, 当工作面距离打开联络巷40m时尾巷瓦斯浓度又增加到初期最大值, 且进一步增大。因此, 从治理瓦斯角度考虑, 回风巷和瓦斯排放巷之间的联络巷合理间距应为40m, 考虑经济性, 建议不要超过50m。

关键词：双U型通风工作面,瓦斯浓度分布规律,采空区流场,回风巷,瓦斯排放巷,联络巷

参考文献

[1]赵亮.双U型工作面两进两回通风方式在岳城煤矿的应用分析[J].矿业安全与环保, 2013 (4) :121-123.

[2]赵栋, 张学博, 邓权威.王庄煤矿6206综放面采空区瓦斯流场及浓度分布规律研究[J].煤, 2009, 18 (7) :1-2.

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U型通风方式 第5篇

关键词：高瓦斯矿井,双“U”型通风方式,瓦斯治理,应用

0 引言

采煤工作面通风系统是矿井通风系统的主要组成部分, 采煤工作面瓦斯治理是矿井通风瓦斯管理的一个重要部分, 在工作面通风瓦斯管理上, 首要任务是要保证采煤工作面人员呼吸和排除瓦斯的需要, 因此在高瓦斯矿井选择采煤工作面通风系统时, 治理瓦斯是主要考虑的因素。采煤工作面通风方式的正确选用直接关系着采煤工作面的安全和生产效率[1]。

1 矿井概况

山西阳城阳泰集团竹林山煤业有限公司位于山西省阳城县, 矿井规模90×104t/a, 采用斜井开拓, 现采3号煤层, 3号煤层属不易自燃煤层, 煤尘无爆炸性。2012年度矿井瓦斯等级鉴定, 瓦斯绝对涌出量为58.04 m3/min, 相对涌出量为32.53 m3/t, 为高瓦斯矿井, 工作面瓦斯来源主要为开采的3号本煤层。矿井建有高、低负压各2套瓦斯抽放系统, 井下瓦斯抽放方式主要以边掘边抽、先抽后采 (掘) 为主, 采空区抽放为辅。

2 工作面通风方式

矿井原生产能力为45×104t/a, 采用长壁式综采放顶煤采煤法, 井下布置1307回采工作面, 采用一进二回的“U+L”型通风方式, 由进风顺槽进风, 回风顺槽和排放瓦斯尾巷回风 (见图1) 。进风顺槽进风量为2 865 m3/min, 巷道断面为12.60 m2, 风速为3.79m/s;回风顺槽回风量为1 599 m3/min, 巷道断面为11.20 m2, 风速为2.38 m/s;排放瓦斯尾巷回风量为1 330 m3/min, 巷道断面为6.50 m2, 风速为3.41 m/s。

根据《煤矿安全规程》第103条规定, 采煤工作面巷道风速范围为0.25 m/s~4 m/s。可以看出, 由于采煤工作面进风巷道只有1条, 巷道风速较高, 达到临界值。经抽采后, 采煤工作面、上隅角及瓦斯尾巷瓦斯浓度仍然较高:工作面瓦斯浓度在0.3%~0.5%左右, 回风顺槽瓦斯浓度经常在0.5%~0.7%左右, 排放瓦斯尾巷瓦斯浓度在1.2%~2.0%左右, 上隅角瓦斯浓度在0.80%左右。

“U+L”型通风方式比传统“U”型通风方式在解决上隅角瓦斯问题上进了一步, 它多掘了1条排放瓦斯尾巷, 适用于瓦斯涌出量大的采煤工作面[1], 但也存在以下缺点:a) 当尾巷作专用排瓦斯巷用时, 会有盲巷出现;b) 瓦斯尾巷之间的贯眼回风。当回采工作面推进到快靠近下一个贯眼 (该贯眼还未打开) 时, 由于排瓦斯尾巷的风量仍需靠上一个贯眼回风, 但上一个贯眼随着回采工作面的推进顶板冒落后, 严重影响贯眼回风, 造成排放瓦斯尾巷内风量减少, 风速低于规定要求, 瓦斯浓度超限或经常处于临界状态, 严重影响工作面的安全生产。因此, 采用“U+L”型通风系统的采煤工作面存在一定的安全隐患。

3 双U通风方式的应用

该矿在列为资源整合矿井后, 生产能力提升至90×104t/a。随着矿井生产能力提升、矿井开采深度加大, 矿井瓦斯涌出量也随之增大。采煤工作面再使用原“U+L”型通风方式, 已不能满足矿井通风需要。因此, 矿井采煤工作面改用了大“U”套小“U”的通风方式。

矿井1320采煤工作面采用一次采全高综采采煤法, 采用两进两回布置方式。由主运输巷、辅助运输巷进风, 主回风巷和辅助回风巷回风。主运输巷和辅助运输巷之间每隔约200 m打一横贯, 主回风巷与辅助回风巷每隔约40 m打一横贯。辅助运输巷和辅助回风巷的两巷尾部开凿1条切眼 (进风配巷) , 用于为辅助回风巷配风 (掺新风) 。这样, 辅助运输巷和辅助回风巷及工作面尾部的进风配巷就构成一个大“U”, 而主运输巷和主回风巷及工作面则组成一小“U”, 这就形成了工作面大“U”套小“U”的通风方式 (见图2) 。

1320主运输巷进风量为1 850 m3/min, 巷道断面为14.82 m2, 风速为2.08 m/s;辅助运输巷进风量为1 449 m3/min, 巷道断面为13.8 m2, 风速为1.75 m/s;主回风巷回风量为1 745 m3/min, 巷道断面为14.28 m2, 风速为2.04 m/s;辅助回风巷回风量为1 622 m3/min, 巷道断面为13.53 m2, 风速为2.0 m/s。工作面及主回风巷瓦斯浓度在0.3%左右, 上隅角瓦斯浓度在0.35%左右, 辅助回风巷瓦斯浓度在0.70%左右。采煤工作面风量由2 865 m3/min增加到3 299 m3/min, 巷道风速反而降低, 工作面、上隅角及辅助风回巷瓦斯浓度也大幅下降[2]。

4 双U型通风方式的优点及缺点

通过对竹林山矿井工作面双“U”型通风方式的应用, 对比分析其具有以下优点:a) 降低了工作面通风阻力, 提高了工作面抗灾能力, 工作面安全性较好;b) 工作面通风系统顺畅、稳定、可靠;c) 降低上隅角瓦斯浓度, 解决了上隅角瓦斯超限问题;d) 通过调节工作面风量, 可适当降低工作面风速, 减少工作面煤尘飞扬, 同时瓦斯和粉尘都通过上隅角经横贯进入大“U”辅助回风巷, 从而改善了整个工作面生产环境, 有利于工人身体健康;e) 由于在回采工作面布置双切眼, 工作面后部切眼, 即大“U” (外“U”) 的巷道未被破坏, 便于对采空区空气参数作监测, 可指导采取相应防灭火措施, 有利于防止煤层自燃;f) 工作面后部切眼, 即大“U”的切眼与辅助回风巷相通, 有利于通过全负压给辅助回风巷掺新风, 提高风速, 并可根据实际进行风量调节, 从而有效地稀释了瓦斯, 降低瓦斯浓度, 增大排放瓦斯能力, 确保了工作面安全生产;g) 由于工作面的进、回风顺槽都是双巷掘进, 每隔一定距离又有一贯眼联通, 有利于提高掘进工作面工作效率, 同时降低了掘进工作面瓦斯事故的发生;h) 辅助回风巷可作为下一个回采工作面的顺槽使用。

5 结语

随着高瓦斯矿井高产高效工作面产量大幅度增加, 工作面瓦斯涌出量将明显上升, 而双“U”型通风方式通风能力大、处理瓦斯能力强, 采用其能较好地消除上隅角风流涡流状态, 使工作面上隅角、回风巷、辅助回风巷瓦斯浓度始终处于受控状态并有较大的富余系数, 有利于解决工作面瓦斯问题, 为工作面安全生产提供了有力保障, 具有良好经济效益和社会效益。

参考文献

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U型通风方式 第6篇

针对采空区遗煤自燃问题,目前已有一定的研究[4,5,6,7,8,9,10,11,12],但这些研究基本都是根据实际数据得到的解析解,或是基于连续介质理论的模拟结果。笔者认为这些做法存在问题,采空区顶遗煤受采动影响已形成裂隙,其比表面积要大于初始状态下的煤层。在通风条件下,O2通过裂隙渗入煤层,煤与O2发生反应,产生放热及自燃。对于这些问题,解析计算及连续理论模拟都不能对其细观自燃发展过程进行较好的反映。

笔者基于对工程问题的模拟经验,尝试使用基于颗粒流理论的PFC3D作为模拟工具,将O2等效为颗粒渗入遗煤颗粒,模拟煤与O2反应并放出热量,从而得到自然发火过程中的采空区遗煤内温场分布及其特点。

1 PFC3D 及其热力耦合模型

热力耦合涉及的热导参数是温度和热通量。这些变量与连续方程和Fourier热导法则有关。FPC3D中使用由Fourier法则演化的差分热导方程代替了Fourier法则,以使PFC3D可以在给定边界条件和初始条件下,解算特殊几何形状和属性。

PFC3D热力模型中主要给定的方程如下:

连续介质热导方程:

式中: qi为热通量,W/m2,i表示第i次计算的量;qV为体积热源强度或能量密度,W/m3; ρ为材料密度,kg /m3; cV为定容比热容,J/( kg·℃) ; θ为温度,℃; t为放热时间,s。

根据Fourier法则确定的连续介质热通量与温度梯度的关系式:

式中kij为热导张量,W/( m·℃) 。

温度的改变量Δθ与煤体颗粒半径的改变量Δr的关系式:

式中α为颗粒线性热膨胀系数。

颗粒连接的键( bond force vector) 力矢量为:

式中:为键的法向刚度; A为键的横截面积;为成键部分材料的膨胀系数;为键的长度。

除此之外,还有数值离散化、热导与热阻关系等,详见PFC3D用户手册。

2 遗煤发火的细观模型构建

某矿18305回采工作面长200 m、采高4. 8 m。现以该工作面为例进行U型通风下的采空区自然发火数值模拟。采空区深度取300 m,工作面正常推进速度约为3. 6 m/d、通风阻力58 Pa、倾角5°,工作面最大风量700 ~ 810 m3/ min,进风温度为19℃ ,原始岩温为21. 7℃,正常推进时遗煤均厚为0. 5 m,其他相关工况参数见文献[13]。U型通风下采空区模型如图1所示,模型的原点为左下角采空区( O点) ,X轴方向从左到右 ( 横向,300 m) ,Y轴方向从下到上( 纵向,200 m) 。对于煤颗粒的设置: 颗粒的摩擦系数为0. 3,煤的密度为1 400 kg /m3,弹性模量和切变模量为3. 5×108Pa,颗粒半径范 围[0. 05 m,0. 075 m],孔隙率0. 3。

使用PFC3D对遗煤中氧进行模拟,需解决3个问题: 将空气中的O2按比例等效为颗粒; 模拟O2在遗煤内的流动情况; 煤颗粒与O2颗粒反应消耗氧的过程。

将空气中的O2按比例等效为颗粒的过程: 标准状态下,1 mol气体=22. 4 L气体,所以1 m3= 44. 64 mol。O2浓度=44. 64×21% ×32 = 0. 3 kg /m3,设1 m2气体模型内100个O2颗粒,O2颗粒浓度 = 0. 3×0. 5 /100 =0. 001 5 kg / m2= 0. 046 9 mol / m2。O2相对空气的密度( 去掉空气对氧气的浮力) 为3 g /mol,每个O2颗粒的相对质量为0. 046 9×3 /1 000 = 1. 407×10-4kg。为使O2在遗煤里充分扩散,设O2颗粒半径rO2=0. 000 1 m,则球的密度为1. 407×10-4/ ( πr2O2) =4. 48 kg / m3。

模拟O2在采空区内的流动是通过FISH实现的,以通过采空区的进气口与出气口两点,构造采空区内的二次抛物线( 见图1) ,模拟气流在采空区的运动轨迹,从而为O2颗粒施加速度矢量。同时为模拟气流带走煤层热量的现象,与速度矢量呈正比地减小气流经过区域( 如图1中多条抛物线包罗区域)煤颗粒的温度值,实现上述模拟。

O2在遗煤内的运输是通过对流和扩散实现的,O2的运输方程如下[14]:

式中: t为计算时间,s; ε为遗煤孔隙率,% ; D为空气扩散系数,m2/ s; R为氧气消耗速率,mol / ( m3·s) 。

煤颗粒与O2颗粒反应消耗氧是通过FISH实现的,假设煤颗粒与O2颗粒外表面距离小于等于rO2时,发生反应并放出热量。去除O2颗粒后导致局部氧浓度降低,促使O2颗粒产生运动。反应遵循碳与氧反应的化学方程式。

本例用到的相关参数取值如下:

空气动力黏性系数μ =1. 8×10-5kg / ( m·s) ; 空气扩散系数D=1. 5×10-5m2/ s; 活化能Ea= 5×104J / mol;煤导热系数λs= 0. 2 J / ( mol·K) ; 放热量ΔQ = 4. 2×104J / mol; 遗煤渗透系数k = 8×10-7m2; 煤的线性热膨胀系数α = 3. 0×10-6K-1; 煤的定容比热容cV=1 100 J / ( kg·K) 。模型处于标准状态。

在低温下煤氧反应放出的热量相对燃烧反应是极小的。这样做是因为设置了100个O2颗粒与煤反应放热,这100个O2颗粒中的每一个代表了一定范围内的氧与煤的反应,而不是单单就1个颗粒的反应,设置较高的反应热是为了宏观上的效果与实际情况一致。这里1个O2颗粒与煤颗粒反应实际代表了许多氧与煤的反应,反应热可以从一个煤颗粒向周围颗粒扩散,从而达到氧与煤反应所表现出的宏观效果。

3 温场模拟结果及分析

使用上述模型及工况构建了采空区遗煤自然发火过程模型,根据该模型计算的在不同时刻遗煤内温度分布如图2所示。

注: 图中 A ~ F 子图的区域为图 1 中采空区所对应的区域,即 200 m×300 m 的范围。

遗煤温度分布区域的灰度代表温度为295 ~307 K,灰度从外到内逐次随温度改变,每次改变梯度为2 K。如图2所示,子图A是遗煤最开始明显升温的时刻。这个时刻大约为模拟时间的第7天,区域温度约为296. 5 K,位置为X∈( 200 m,220 m) ,Y∈( 50 m,95 m) ,不规则椭圆形。升温区在采空区横断面偏下位置,这个位置和形状与通风量、遗煤厚度等有关。子图B是继续保持了遗煤升温的状态,升温区纵向扩展( Y方向) 。这个时刻大约为模拟时间的第15天,区域温度约为298. 1 K,位置为X∈( 200 m,225 m) ,Y∈( 50 m,110 m) ,较规则椭圆形。升温区向采空区横断面上方移动,经过前阶段热量的积累,促进了氧化反应的发生,升温区沿气流运动方向扩散。该时刻升温区内两闭合等温线间距基本相同,说明这时的氧化升温是比较稳定的,升温在各方向线性增长。子图C的升温区形状开始突变。这个时刻大约为模拟时间的第22天,区域温度约为301. 9 K,位置为X∈ ( 200 m,235 m ) ,Y∈ ( 50 m,125 m) ,形状不规则。升温区的范围较子图B变化不大,但温度上升极快,升温区上段区域收紧成尖端状,下端则继续扩大。上述现象是由于遗煤与O2加速反应,升温区下端在风流的上游O2浓度较高,升温区得以发展; 升温区上段在风流的下游O2浓度较低,升温区发展较慢。该时刻升温区内多条闭合等温线走向变化较大,等温线间距不确定,说明这时的氧化升温是比较剧烈的,升温区在该方向增长速度不同。子图D的升温区形状开始横向扩展( X方向) ,温度上升极快。这个时刻大约为模拟时间的第27天,区域温度约为304 K,位置为X∈( 200 m,250 m) ,Y∈( 50 m,125 m) ,形状保持了子图C的发展态势,极不规则。这个期间升温区范围在纵向上发展比较缓慢,主要是在横向发展。原因是沿气流运动方向的O2供应不足,在前阶段蓄积的热量向四周扩散,与风流垂直方向区域可以获得较充分的O2,从而产生氧化反应,使升温区横向扩展。该时刻升温区内多条闭合等温线走向变化较大,等温线间距不确定,但走向变化及等温线间距要比子图C规则,说明这时的氧化升温仍然剧烈,但是逐渐趋于平稳。子图E的升温区形状又开始大范围纵向扩展,横向扩展较小,温度上升极快。这个时刻大约为模拟时间的第31天,区域温度 约为306. 1 K,位置为X∈( 200 m,270 m) ,Y∈( 50 m,150 m) ,形状在子图D上进一步发展,形状趋于规则。该时刻升温区在纵向和横向发展速度都快,纵向发展大于横向发展,其原因与子图B的形成相似。由于升温区横向发展,与氧气流的垂直接触范围增大,形成了新的纵向氧气供应通道,从而使处于氧气流下游的区域得氧升温,升温区上段纵向得以发展。该时刻升温区内多条闭合等温线走向变化减小,等温线间距比较一致,比子图D规则,说明这时在氧化升温的同时其各方向的氧化升温速度区域稳定。子图F的升温区形状横向扩展较大,纵向扩展停止,升温区呈梯形。这个时刻大约为模拟时间的第35天,区域温度约 为308 K,位置为X∈( 200 m,300 m) ( 300 m后超出研究区域且升温区停止发展) ,Y∈( 50 m,150 m) ,再一次出现突变,与子图C相仿。升温区纵向扩展停止,这是由于风流假设为抛物线( 如图1所示) ,经过采空区上边界和下边界的O2较少,不足以供应氧化升温反应。升温区在300 m后的采空区发展也较小,这是由于距离通风口较远,O2浓度不足所致。

综上所述,采空区遗煤自然发火过程可以分为3个阶段: 第一阶段是第22天以前,这个时期升温区发展比较缓慢,升温过程稳定,形状规则,O2供应充足; 第二阶段是第22天到第35天,这个时期升温区的发展比较剧烈,由于O2供应问题,各方向的升温区发展速度不同,一般是先纵向再横向再纵向的发展方式; 第三阶段是第35天后,升温区周围O2供应浓度到达极限平衡,升温区范围停止发展,系统达到平衡。

4 结论

模拟了U型通风下采空区遗煤自然发火过程。第一阶段是第22天以前的时期,温度从294 K升高到301. 9 K,升温区发展至X∈( 200 m,235 m) ,Y∈( 50 m,125 m) ; 第二阶段是第22天到第35天期间,温度升高到308 K,升温区发展至X∈( 200 m,300 m) ,Y∈( 50 m,150 m) ; 第三阶段是第35天后,温度不再升高,升温区范围停止发展,系统达到平衡。

U型通风方式 第7篇

关键词：上隅角,高位钻孔,瓦斯治理,前进式埋管

煤炭开采过程中, 采煤工作面采空区瓦斯在风压压差及顶板周期来压的作用下涌出到上隅角, 极易造成工作面及下风侧瓦斯超限。由于采空区内采动裂隙和原有裂隙2种空隙并存, 在分层开采的煤层开采下分层时, 上分层采空区及采动空隙会与下分层采动裂隙瓦斯沟通, 形成一个极易流动的气体渗流网络。尤其对高瓦斯和煤与瓦斯突出煤层的高档普采和综采工作面来讲, 采空区赋存大量瓦斯, 且采空区瓦斯很容易通过上隅角漏入回风巷, 引起上隅角与回风巷风流中瓦斯浓度超限[1]。在总结分析对比传统上隅角瓦斯治理方法后, 提出和实践了高瓦斯矿井U型通风系统工作面上隅角瓦斯治理新的综合措施。

1 上隅角瓦斯涌出分析及传统治理措施

实际上, 在一般的U型通风系统工作面, 风流由进风巷进入采场时, 其中有一部分风流将会漏入采空区中, 同时工作面与采空区之间存在有气压差, 促使了采空区瓦斯向工作面方向流动[2,3]。但在上隅角附近, 由于主风流方向的改变和边界几何条件的限制, 风流呈现涡流形式, 靠近煤壁和采空区风流速度很低, 局部处于涡流状态。涡流运动使采空区涌出的大量高浓度瓦斯难以进入到主风流中, 从而引起高浓度瓦斯流在上隅角附近的循环运动, 导致上隅角局部瓦斯积聚。从流体力学角度考虑, 采煤工作面瓦斯流动服从松散介质内达西 (Darcy) 渗流规律 (图1) , 即:

式中, q为单位时间内单位面积采空区向工作面涌入的瓦斯量;K为采空区内透气性系数;p1、p2分别为工作面、采空区内空气压力;ΔL为p1、p2两点间距离。

据公式可以看出, 通过减小工作面与采空区压差即可起到抑制采空区瓦斯向工作面涌出的作用, 进而解决上隅角瓦斯积聚的问题。

上隅角瓦斯治理现场采取的传统做法:①增加工作面供风量, 而这种措施往往容易引起工作面漏风量增大, 从而又会导致采空区瓦斯涌出量增大。因此盲目的增加工作面供风量, 其实对降低上隅角瓦斯浓度时不利的。②增加漏风汇, 即采取一源多汇的通风方式, 这时采空区上隅角瓦斯可以从漏风汇中排出, 然而这种方式对只有1条回风巷的U型通风系统工作面来说无法实现。③减少采空区漏风量, 抑制上隅角瓦斯涌出, 即堵漏和均压措施[1]。

现场经常采用的有风障导风法、插管抽排、后退式埋管抽采等常见措施。但是, 设置导风障并不能从根本上解决上隅角瓦斯超限问题, 风障增加了工作面通风阻力, 对割煤、上隅角附近施工、行人、运料等有影响。插管抽排需要采面每推进一定的距离, 重新封堵上隅角插管, 同时抽排的瓦斯浓度极低, 针对高瓦斯矿井下分层采面实施不理想。后退式埋管抽采相对于前两者来说效果显著些, 但是往往也会出现上隅角瓦斯超限情况。分析原因是随着管路的延伸埋入采空区后面的抽采竖管端口就越多, 造成管路中负压越低, 伴随着顶板周期来压, 将会造成工作面上隅角瓦斯周期性涌出积聚。

2 上隅角瓦斯综合治理措施

2.1 实践区概况

李家庄矿位于沁水煤田中部, 主采3#煤层, 综合机械化分层开采, 平均可采厚度为6.8 m, 煤层无自燃倾向性、无爆炸性[4]。顶板主要为泥岩与泥质砂岩, 直接底板多为泥岩或砂质泥岩, 煤层原始瓦斯含量为10.8 m3/t, 相对瓦斯涌出量为20.6 m3/t, 绝对瓦斯涌出量为75 m3/min, 为高瓦斯矿井。

2309综采工作面为李家庄矿西翼的2309采面下分层采煤工作面, 巷道采用锚索加架棚支护方式, 自然垮落法控制采空区顶板, 工作面倾向长为180m, 走向长1 500 m。该2309工作面为U型通风系统, 内错上分层巷道, 即23091 (下) 巷进风, 23092 (下) 巷回风, 风量为1 310 m3/min。但在其上分层2309 (上) 采空区中仍积存着大量瓦斯, 其下分层工作面在回采过程中因受采动影响, 上分层采空区及顶板裂隙带大量瓦斯必然伴随着顶板周期来压涌人下分层工作面。

2.2 综合治理措施的应用

(1) 前进式埋管。在2309 (下) 上隅角采空区最后方与备用面2310进风巷之间联络巷处开始埋入钢制抽采管 (159 mm) , 连接到采面抽采支管 (400 mm) , 此支管吊挂在备用面2310进风巷 (图2 (a) ) , 该支管同时还负担备用面2310采面本煤层抽采。随着2309 (下) 工作面的推进, 在所埋抽采管上每隔20 m安装1个无缝钢制抽采竖管 (100mm) , 最靠近工作面的竖管与工作面切顶线的距离保持不超过20 m, 竖管长1.4~1.5 m, 顶端费封闭, 在距离顶端1/3处均匀钻 (10 mm) 14~16个小孔, 用纱布包裹[5];竖管通过底端三通阀与所埋抽采管呈竖直安装 (图2 (b) ) 。同时, 为保护抽采竖管不被掉落矸石砸坏, 在竖管处架起“井”字木垛, 罩住竖管。

随着工作面推进所埋管路的延伸, 其布置在采空区后端抽采负压也随之降低。为解决此问题, 在23092巷 (400 mm) 与23101巷的联络巷的闭墙之间设置一段蛇形管 (100 mm) , 其两端连接抽采支管与采空区所埋抽采管 (图2 (b) 中联络巷处联接管路) , 并设置孔板流量计与管路开关, 根据现场蛇形管处所测管路负压情况, 决定是否开启蛇形管段用来调节采空区中所埋管路抽放负压。

(2) 走向高位钻孔。在顶板周期来压时, 仅仅利用2309 (下) 工作面采空区埋管抽采不能从根本上解决周期性的瓦斯涌出导致的上隅角瓦斯超限的问题。为此, 在备用工作面2310进风巷23101巷靠近23092巷侧的联络巷里, 设置了12个钻场, 钻场间隔为120 m, 利用定向钻机施工水平投影长度为140 m的钻孔, 超前距为20 m (图3) 。

每个钻场的钻孔开孔位置布置在联络巷靠近顶板处, 钻孔开孔水平间距0.8 m, 分上下2行, 行距0.5 m, 上下排错位0.4 m, 如图3中开孔正视图所示, 共8个孔, 终孔位置均分布在所采煤层顶板之上35 m左右位置[6] (邻近矿井顶板裂隙带高度) , 终孔水平距23092回风巷帮20 m, 若遇地质构造无法按设计完成施工, 在设计孔上下位置再开孔或是调节定向钻头越过构造, 终孔位置仍落在设计位置。每个孔完工后及时封孔接抽, 每个钻场8个钻孔为一组, 随着采煤工作面的推进钻孔整组报废, 下一组接替抽采。

3 综合措施效果分析

(1) 前进式埋管。为保证采空区所埋管路抽放效果, 尽量在采空区形成相对封闭抽放空间, 通过使用装矸石编织袋在紧靠切顶线处堆砌, 条件允许时还喷浆堵缝;同时露出埋管端头并保护, 以便下段连接接续。根据现场负压与瓦斯流量浓度关系, 随时调节或关闭抽采钻孔或蛇形管处阀门, 用来控制各个段落或各个钻孔瓦斯流量, 以达最佳匹配。由于埋管与高位钻孔抽放都是接在采面支管接抽, 所以选择在1#联络巷处测量管路中瓦斯流量参数 (此处瓦斯测量数据为埋管管路中瓦斯抽放数据) 。据4月2—25日生产结果统计数据显示, 管路负压控制在中低负压阶段5~13 k Pa, 瓦斯浓度基本在1%~6%, 与负压保持正比例关系 (图4) 。据统计, 在4月份统计周期内埋管共抽出纯瓦斯量为2 099.6m3/d。

(2) 走向高位钻孔。目前, 由于工作面只推进到第2组抽放孔位置, 故只统计出第1组钻孔瓦斯抽采数据, 统计周期内钻孔抽采纯量平均达到950.04 m3/d, 具体单孔抽采数据统计见表1。

(3) 措施实施前后分析。以往采用单一形式的治理措施时, 工作面正常生产时工作面回风流瓦斯传感器数值一般维持在0.5%~0.7%;当顶板周期来压时上隅角瓦斯浓度经常超过超规定, 达1.0%及以上。据计算, 措施前正常情况每天风排瓦斯总量为9 432.0~13 204.8 m3, 周期来压时当天工作面瓦斯涌出量高于18 864 m3。采取采空区前进式埋管与走向高位钻孔抽采相结合的方法后, 每天风排瓦斯总量降低为4 382.36~8 154.36 m3, 上隅角与工作面回风巷瓦斯浓度始终控制在0.2%~0.4%, 周期来压时上隅角及回风巷瓦斯浓度最大值也在0.8%以下, 瓦斯治理效果非常明显。

4 结语

实践证明, 前进式埋管抽放法对抽放采空区上隅角瓦斯具有独特作用, 通过抽放可以使采空区上隅角瓦斯改变流向, 使瓦斯由上隅角向采空区后方抽放竖管处流动被抽走;走向高位钻孔抽走了顶板裂隙瓦斯, 也大大减少了向工作面涌出的瓦斯量, 使采煤工作面割煤机由原来的每天8个循环提高到每天10个, 提高了产量。实现了高瓦斯矿井U型通风系统工作面瓦斯超限的有效控制, 在一定程度上实现了煤与瓦斯安全高效共采。

参考文献

[1]林柏泉, 周世宁, 张仁贵.U型通风工作面采空区上隅角瓦斯治理技术[J].煤炭学报, 1997, 22 (5) :509.

[2]林柏泉, 张仁贵.U型通风工作面采空区瓦斯涌出及其防治[J].煤炭学报, 1998, 23 (2) :157-158.

[3]程远平, 采场通风方式与瓦斯运移规律研究[D].徐州:中国矿业大学, 1990.

[4]山西晋煤集团李家庄矿矿井地质报告[R].太原:山西地宝能源有限公司, 2012.

[5]莫达彪, 张景钢.采空区埋管抽放技术在U型通风系统工作面上隅角瓦斯治理应用研究[J].华北科技学院学报, 2014 (4) :12.