煤自然发火范文（精选7篇）
煤自然发火 第1篇
关键词：煤层,自燃,标志气体,指标体系
煤炭工业是国民经济和社会发展的基础产业, 煤炭工业的可持续发展直接关系着全面建设小康社会目标的实现和国家能源安全。资料表明, 目前全国约有75%的工业原料、76%的电能、80%的民用商品能源以及60%的化工原料来源于煤炭。但我国煤矿安全生产形势非常严峻, 据统计, 每年由煤自燃形成的火灾近400起, 仅在我国北方煤田累计烧毁煤炭超过42亿吨。火灾不仅导致煤炭资源浪费, 还会产生大量有毒有害气体, 并可能进一步诱发瓦斯、煤尘爆炸等恶性事故。因此, 深入研究煤炭自燃机理、揭示内源火灾实质、提出科学的防治技术越来越受到人们的重视。
1 煤自燃学说
自人类开始探索煤自燃机理以来, 众多学者先后提出多种学说, 主要包括:黄铁矿导因学说、细菌导因学说、酚基导因学说及煤氧复合综合作用学说。其中, 煤氧复合综合作用学说得到了大多数学者的认同, 并在此基础上提出了一系列煤自燃预测预报早期识别技术。
17世纪, Plolt和Berzelius提出:由于煤层中的黄铁矿和空气中的水和氧相互作用, 放出热量使煤体升温, 最终导致煤自燃。该学说无法解释不含或含极少黄铁矿煤层的自燃, 具有一定的局限性。1927年, Potter提出细菌作用学说, 该理论认为, 细菌作用使煤体放出一定热量, 对煤自燃起到决定性作用。也有人认为煤自燃是细菌与黄铁矿共同作用的结果。1940年, 特龙诺夫提出煤自热是由于煤体内不饱和酚基化合物强烈吸附空气中的氧, 同时放出一定热量所致。1951年, 波兰学者Dubois等研究得出, 在不同的温度范围, 对煤自燃起主要作用的菌类不同。20世纪60年代, 我国抚顺煤炭科学研究所通过大量煤样分析得出, 低温时, 煤的吸氧量越大越易自燃。20世纪90年代以后, 国内外学者又提出了一系列学说, 如:自由基作用学说、电化学作用学说、氢原子作用学说、基团作用理论等。
2 指标气体选取原则
煤层开采后, 煤与氧接触氧化放热, 热量积聚引起温度升高, 致使煤自然发火危险程度大大增加, 根据此阶段煤自燃进程中的温升、气体释放等变化特征, 超前判识自燃状态, 对煤自然发火进行早期识别并预警, 是煤自燃预报方法的依据。主要有标志气体分析法和测温法。测温法直接明了, 但是埋设温度传感器和埋管布线等工作较为困难, 布点所能控制的范围较窄, 难以快速、全面、准确地获得采场与采空区的温度变化状况, 而且一次性消耗材料多, 增加了吨煤生产成本。气体分析法根据煤在氧化过程中产生的一系列反映煤自然发火特征气体的变化规律进行火灾早期预报。煤样升温实验和实践均证明, 气体成分和煤的温度有密切关系。分析煤样在不同温度条件下产生气体的成分, 找出煤温与气体成分的对应关系, 将易于检测、有代表性和规律性的气体即指标气体作为预报煤自然发火的依据, 通过分析井下某点的气体成分, 即可得到风流经过区域煤所处的温度范围, 该方法也称间接温度法, 是最适用和有效的方法。
煤炭自然发火指标气体的优选与应用一直是各国学者研究和探讨的问题。罗海珠、钱国胤在分析大量实验数据的基础上, 集中研究了我国不同煤种的煤在氧化自燃过程中气体产物组成和变化规律, 并提出指标气体与煤温的定量关系和早期预报自然发火指标。然而, 煤热解时会产生多种气体, 且各种气体生成量与煤温之间的关系因煤质不同而异, 各气体的产生受多种因素的影响, 尤其在实际生产中, 指标气体受到地质条件、采矿条件、通风条件等因素的影响, 同时采集气样的地点和时间也会影响对煤自燃发展程度的判定。因此, 在指标气体的选择与应用方面, 不存在统一的规则, 必须采取煤矿的实际情况和实验室研究相结合的方法, 提出适合的煤炭自然发火早期预报指标气体。
3 煤氧化升温实验
3.1 实验装置
煤氧化升温实验装置主要包括温度控制单元、色谱分析单元和数据处理单元, 示意图如图1所示。系统通过温度控制单元对煤样升温, 并通过对不同温度下气体
产物的定性与定量分析研究煤的自然发火过程。
1.温度控制单元;2.多点温度记录仪;3.数据处理机; 4、8.净化管;5.空气泵;6.压力表;7.流量计; 9、12.热电偶;10.氧化炉;11.样品管; 13.自动定量进样器;14.热导检测器;15.氢焰检测器
3.2 实验条件
实验煤样取自铁法煤业集团大隆矿, 煤的真密度为1.31 g/cm3。实验前先将煤样在空气中破碎, 并筛分出粒度为100目 (小于0.15 mm) 的煤样, 然后通入含有一定体积分数氧气的气体进行程序升温氧化实验, 供气流量为100 mL/min, 各煤样实验条件如表1所示。
3.3 实验结果及分析
各煤样CO产生量及增加率随煤温的变化关系如图2、3所示。当煤温达到60 ℃以后, CO产生量大幅度增加, 其增加率在200～300 ℃时达到最大值。CO增加率在40～50 ℃的温度范围内基本保持不变, 至180 ℃前, CO产生量与煤温之间表现为指数函数关系。
瓦斯解吸实践表明, 煤吸附的瓦斯气体中没有烯烃气体, 井下检测到的烯烃气体是煤氧化后产生的。因此, 可以将烯烃气体 (C2H4、C3H6) 作为煤氧化的指标气体。如图4～7所示, C2H4、C3H6的增加率随煤温的上升均呈现出上升趋势, 但C3H6的增加率明显低于C2H4, 并且C3H6的临界温度比C2H4高。
如图8所示, 烯烷比cC2H4/cC2H6随煤温升高逐渐增大而后减小, 在曲线图上反映为两个波峰, 200～300 ℃出现第一个峰值, 300～400 ℃出现第二个峰值。据分析, 这是由于C2H4与C2H6的产生速率不一致引起的。起初C2H4生成速率大于C2H6的生成速率, 比值逐渐上升, 出现第一次峰值;随着煤温进一步升高, C2H6的生成速率加快, C2H4的生成速率降低, 导致比值开始下降, 当煤温达到着火点温度附近时, C2H4的发生速率快于C2H6, 出现第二次峰值。
链烷比主要指cC2H6/cCH4、cC3H8/cC2H6和cC3H8/cCH4, 它们随煤温的变化规律与烯烷比类似, 如图9～11所示。研究发现, 链烷比随煤温的变化趋势会由于煤种不同出现较大差异, 因此, 在煤矿现场应用中受到一定的限制。
4 标志气体的选择
煤自然发火一般都要经历从低温缓慢氧化到加速氧化直至激烈氧化的过程, 但对于不同矿区、不同煤层、不同自然发火阶段, 其自然发火的宏观表现特征有一定差异。因此, 应根据煤矿的实际情况, 选取适合的标志气体建立煤自然发火标志气体指标体系。
首先, 针对不同煤种, 可采用CO及其派生指标和以C2H4为代表的烯烃气体、以C2H2为代表的炔烃气体一起, 作为判别煤自然发火的标志性气体, 这样可排除单一使用CO时出现的地质因素和采掘因素的干扰;其次, 煤的氧化气体产物及产生速率受煤的物理化学性质、外界环境等诸多因素的影响。因此, 应在大量和长期观测统计的基础上, 建立适合于具体矿区具体煤层的标志气体综合指标体系。
基于以上原则, 并结合实验研究结果, 提出煤自然发火预报标志气体指标体系:
(1) CO可以作为预报煤自然发火的指标气体, 其预测的温度范围应在180 ℃之前。CO出现的临界温度较低, 为60 ℃左右, 并存在于整个自然发火过程, 仅靠CO体积分数确定煤自然发火的进展有一定难度, 应在实际生产过程中不断发现并总结CO派生指标规律, 并借助这些指标综合判断煤自然发火初期的火灾状态;
(2) C2H4和C3H6可以作为预测预报煤自然发火激烈阶段的标志气体, 预测的初始温度为180 ℃左右, C2H4可以被视为煤进入激烈氧化阶段的标志气体。CO存在时, 只要出现C2H4或C3H6, 即可认为煤已自燃, 此时必须采取切实有效的灭火措施, 如果延误时机可能发展为严重的火灾事故, 给灭火工作增加难度;
(3) 由于在整个升温实验过程中检测到少量的C2H2气体, C2H2标志煤已完全进入燃烧阶段。矿井下检测到C2H2时, 可断定监测区内存在明火, 此时制定和采取防灭火措施时一定要谨慎, 千万不要将高温火区暴露在空气中, 以免高温煤炭与爆炸范围内的瓦斯接触, 引燃引爆瓦斯、煤尘等, 使事故扩大;
(4) cC2H4/cC2H6可作为判别煤自然发火进程的标志气体指标, 比值最高时判定为煤已经进入激烈氧化阶段;
(5) cC2H6/cCH4、cC3H8/cCH4、cC3H8/cC2H6不适合作为该矿预测预报煤自然发火的标志气体指标。
5 结 论
煤自然发火 第2篇
任楼煤矿7257工作面位于矿井中五采区二阶段, 为采区南翼首采工作面。该面走向长2 117 m, 倾斜宽203 m。上覆51、52 (主) 可采煤层, 属整体沉降带;下伏73、82 (主) 可采煤层, 尚未回采。工作面72煤整体趋势东厚西薄, 平均煤厚2.4 m, 煤层赋存稳定, 为肥气煤;煤层自然发火倾向属二类自然发火煤层, 回采期间采取机巷注氮等防灭火措施;工作面采用U型通风。
7259工作面位于7257工作面下区段, 工作面布置、煤层赋存等与7257工作面相类似, 由于矿井采掘接替紧张, 为加快7259工作面准备进度, 在7257工作面回采期间, 利用7259机巷系统提前准备7259里段风巷。
由于7257采空区内留有较多遗煤, 且7259沿空侧预留煤柱仅为5 m, 部分老硐室处不足1 m。采空区内漏风流场复杂, 自然发火隐患大。工作面采掘布局如图1所示。
2 采空区自然发火特征模拟分析
2.1 几何模型建立及模拟边界确定
依据7257与7259工作面采掘布局情况, 7257工作面倾斜长度平均203 m, 采高2.4 m, 简化采空区长度为265 m, 巷道断面为12 m2。
目前7259风巷掘进长度为50 m, 7257与7259之间煤柱宽度为5 m, 7257工作面距离7259掘进巷道为215 m。
由于7259风巷沿空掘进时沿空侧预留煤柱仅为5 m, 通常情况下巷道施工时会对沿空帮喷涂防灭火材料等采取堵漏措施。7257工作面的采空区“三带”受7259风巷掘进采动作用, 沿空侧的喷涂堵漏与否以及7257工作面的注氮参数变化等因素影响在发生变化。
为此, 设置了以下5种不同情形的边界条件, 来模拟分析采空区“三带”分布规律[1,2,3,4], 以指导各项防火措施的有效实施:
(1) 7257工作面单独开采时采空区自燃“三带”情况。
(2) 7259风巷掘进时, 不采取任何防火堵漏措施, 7257采空区自燃“三带”情况。
(3) 7259风巷掘进时, 7259掘进与7257采空区煤柱喷涂粘结性防火材料, 7257采空区自燃“三带”情况。
(4) 7259风巷掘进时, 7259掘进与7257采空区煤柱喷涂粘结性防火材料, 采空区30 m内处注入氮气采空区自燃“三带”情况。
(5) 7259风巷掘进时, 7259掘进与7257采空区煤柱喷涂粘结性防火材料, 采空区50 m内处采空区自燃“三带”情况。
2.2 初始条件与边界条件的确定
2.2.1 采取防火措施前初始条件及边界条件
由于7259工作面掘进使得沿空侧煤柱产生破坏, 利用FLALC3D模拟, 经计算孔隙率及渗透系数及粘性系数如表1所示。
由于7259工作面掘进使得沿空侧煤柱产生破坏, 通过模拟计算及现场数据测定, 边界条件设置如表2所示。
2.2.2 采取堵漏防火措施后初始条件及边界条件
7259风巷沿空侧煤柱喷涂粘结性防火材料后煤体孔隙率与粘性系数设置如表3所示, 压力边界与表2相同。
2.2.3 采取注氮措施后初始条件及边界条件
根据上述分析, 考虑是否对7257与7259工作面所夹煤柱喷粘结性防火材料, 在7257采空区深部30 m、50 m处设置注氮口, 综合模拟分析治理效果。各情形边界条件设置如表4、5所示。
2.3 模拟结果及分析
2.3.1 单独开采7257采空区自燃“三带”划分
根据模拟结果得出到7257工作面采空区自燃“三带”如表6、7所示, 得出了7257工作面氧化带平均范围为25~120 m。
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2.3.2 7259风巷沿空掘进下的7257采空区自燃“三带”划分
7259采空区自燃“三带”分布如图2所示。
根据模拟结果及相关信息得出7259风巷沿7257工作面采空区掘进时, 自燃带范围变宽、自燃带深度加深, 如表8、9所示, 得出了7257工作面氧化带平均范围为30~120 m, 进风侧自然发火几率较大。
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2.3.3 7259风巷沿空侧煤柱喷防灭火材料后7257采空区自燃“三带”分布
通过模拟分析, 得出到7259风巷沿7257工作面采空区掘进时, 在掘进巷道与采空区煤柱喷防灭火材料, 自燃带范围变窄、自燃带深度变浅, “三带”划分如表10、11所示, 得出了7257工作面氧化带平均范围为25~90 m。
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通过分析, 得出到7259风巷沿7257工作面采空区掘进时, 在掘进巷道与采空区煤柱喷防灭火材料, 30 m或50 m注入氮气, 自燃带范围变窄、自燃带深度变浅, “三带”分布如图3所示。得出了7257工作面氧化带平均范围为0~20 m。
3 防治对策
3.1 强化落实采煤工作面防火措施
(1) 7259风巷掘进面与7257采空区煤柱喷涂堵漏防火材料后, 50 m注氮较30 m注氮防火效果明显些。因此7257工作面回采期间, 除了加快推进速度、喷洒阻化剂、堵漏等措施, 在机巷进风侧50 m处注入氮气, 氮气流量不小于600 m3/h。
(2) 降低采煤工作面机风两巷间压差;同时采取均压措施均衡7257机巷与7259风巷之间的漏风压差。
3.2 做好沿空小煤柱加固防漏风工作
通过分析发现, 在7259风巷掘进面与7257采空区煤柱喷防灭火材料措施, 自燃带范围变窄、自燃带变化明显。因此, 为防止在掘进过程中出现煤柱压坏, 导致该巷道与7257工作面采空区连通而发生自燃, 故在掘进期间需采取如下加固、防漏风措施:
(1) 对巷道小煤柱侧采用先喷后注浆, 对小煤柱进行加固, 同时也减少了向采空区漏风引起的煤炭自燃。
(2) 巷道在过老硐室、断层破碎带等异常地点, 必须编制专项施工措施, 明确巷道施工工艺、合理支护形式, 采取有效的防片帮措施;同时对薄弱区域实施超前充填、喷涂等措施, 最大可能的降低采空区漏风量。同时必须做好工作面与沿空风巷的防灭火预测预报工作。
参考文献
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[2]文虎, 徐精彩, 李莉, 等.煤自燃的热量积聚过程及影响因素分析[J].煤炭学报, 2003 (4) .
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煤层自然发火的防治 第3篇
豫西地区部分煤矿所开采的煤层为中生界侏罗系下侏罗统煤层, 煤种牌号为长焰煤。下侏罗统共含5层煤, 自上而下分别是一1煤、一2煤、二1煤、二2煤、二3煤, 煤质为不黏结煤, 中等硬度, 极易风化成粉末。各煤层均有自燃倾向, 属易自燃煤层, 发火期为1～3个月, 最短的仅为7 d。在多年的生产实践中, 防治矿井自燃既有成功的经验, 又有沉痛的教训。现将防治矿井煤层自燃的具体方法简述如下。
1矿井巷道内煤层自燃的防治方法
通常情况下, 正常通风的巷道不易发生煤层自燃。但是, 微风通风的巷道、巷道变坡点、冒落支架点、断层破碎点附近的巷道, 以及进回风构筑风门的联络巷道等, 由于满足了热量易积聚的自燃条件, 易造成煤层自然发火。其表现形式有2类:①从巷道顶、帮直接掉明火或看见明火;②从巷道顶、帮出烟, 此时火源可能在出烟处附近, 也可能与出烟处有一定距离。因此, 对不同的巷道自然发火情况, 应采取不同的防治方法。
1.1直接灭火法
(1) 挖出火源。
井下火灾范围不大, 人员能够接近火源时, 可将已燃煤炭挖取出来, 运送地面。挖取火源前应先用大量水喷浇, 待火源冷却后再逐步挖出, 挖出的空洞用阻燃性材料充填。挖取火源时, 必须随时检查瓦斯浓度和温度, 采取一定的安全措施。
(2) 用水灭火。
能够确认、判断火源的具体位置时, 直接用水灭火。用清水枪头直接向明火或出烟处喷洒水, 将明火喷洒灭, 并把明火周围的高温煤体洒透, 待洒下来的水不热为止, 并监测一氧化碳浓度, 直至其浓度为0或比自燃前下降很多。当喷洒水效果不佳时, 在条件许可的情况下, 可适当松顶、洒水 (必须对松顶区进行支棚等办法加固, 预防冒顶) 。
如果出烟点和发火点不在同一地点, 要用清水枪头从出烟点附近往内或往外洒水寻找火源。一般情况下对无冒顶或冒顶范围不大的巷道, 应逆着巷道风流方向往出烟点以里喷洒水。对冒顶严重或里外冒顶连成片的巷道, 应顺着巷道风流往外喷洒水, 每更换一次枪头喷洒水位置, 都要保证前后搭接, 不留空隙, 每次喷洒水都要用手触摸水温, 刚下来的水可能没有温度, 但要明白喷洒到火源点及附近的水会越洒越热, 有时带下来的热蒸气可扑满巷道。
对冒顶的巷道自燃, 有时用枪头喷洒水很难寻找到真正的火源, 这时在松顶危险的情况下, 可采取从出烟处松顶的办法, 然后在松顶处以里无瓦斯超限的情况下, 适当把风筒从松顶处断开, 用风筒口对着松顶以上出烟处吹几分钟, 把积聚的烟吹走, 这时一边把风筒接上, 一边观察烟是从里还是从外涌向松顶处。根据出烟方向, 就可以判断火源位置, 然后用枪头从出烟侧喷洒水后继续寻找。
(3) 注意事项。
①要有足够的水量。灭火应从火源外围逐渐向火源中心喷射水流, 水量过少, 难以灭火, 而且水和煤在高温作用下反应生成一氧化碳和氢 (水煤气) , 形成爆炸性混合气体。②要有畅通的通道。用水灭火时, 能够将产生的大量高温气体和水蒸气排出。③要切断火区电源。用水灭火时, 为防止电缆短路扩大灾害, 要切断火区的电源。
1.2打眼灭火法
(1) 井下打眼灭火法。
某些巷道自燃出烟后, 因为煤硬或煤块大等无法用枪头直接喷洒水, 加上诸如终采线、断层带等附近又不能松顶, 这时就必须通过电煤钻或岩石注水钻进行打眼, 然后采用管子接通灌浆管路进行灌浆。
(2) 地面打眼灭火法。
当主要回风巷道发生严重的煤层自燃, 造成通风系统混乱, 威胁全矿井安全时, 就必须封闭灾区进行地面打眼灭火。具体做法:设计方案组织打钻注浆启封灾区重开巷道完善通风系统。
1.3联合灭火法
对一些巷道顶、帮的自燃出烟, 有时并不是通过打钻注浆、注胶就能够解决的。如果打钻打不到火源, 灌下来的浆水不热, 而烟仍源源不断涌出时, 则应进行联合灭火。
1.4均压灭火法
当工作面运输巷发生煤层自燃后, 为了抑制火势扩大, 可以利用均压法配合其他灭火法进行灭火。在运输巷火源地点以外建风门, 回风巷建调压风门, 运输巷风门外安设局部通风机, 风筒接过火源地点以里30 m左右, 打眼灭火等。
1.5封闭灭火法
某些矿井煤层自燃后, 不能灭火或经采取各种灭火法无效果时, 应采取封闭灭火法。
2采煤工作面煤层自燃的防治方法
生产过程中, 易造成工作面煤层自然发火的原因:由于诸多因素的影响, 工作面推进度小于规定推进度, 或者运输巷、回风巷的高温点没有处理彻底, 采进采空区后又迟迟停滞不前, 或者工作面遇到断层, 或者与其他矿井相通有漏风通道。有的是上、下拐头采空区发火, 有的是支架顶、切眼采空区发火。因此, 对不同的自然发火, 应采取不同的灭火方法。
2.1直接灭火法
对工作面的自燃, 尤其是看见明火时, 首先应用直接灭火法。在直接灭火法无效果的情况下, 再考虑用其他方法。当支架顶或采空区及上、下拐头内近距离发火时, 一般用清水或浆液枪头直接灭火。
2.2打眼灭火法
工作面上、下拐头、工作面采空区内远距离的发火以及支架头顶附近发火无法用直接灭火法时, 此法比较快捷。①封闭上、下拐头或采空区侧, 在上、下拐头前或架子缝、前探梁头顶, 通过岩石钻机或电煤钻进行打眼灌浆灭火, 或在上、下拐头利用原有的绞车窝及泵窝进行打眼灌浆灭火。②如果无法打眼, 可在上、下拐头帮上或切眼煤墙侧开设钻场进行打眼灭火灌浆。
2.3缩风灭火法
对有多处火源及需要剁底清煤工作面, 在启封时采用。具体步骤如下:①局部通风机排放最上边的火源地点以上的气体。②在该火源地点以下适当位置建1道密闭墙, 把其他火源封闭在密闭墙内。③用打眼灭火法处理最上的火源。④打开密闭墙, 排放第2个火源地点以上气体, 火源以下建密闭墙, 处理第2个火源。依次类推, 直到处理完为止。
2.4调节风压灭火法
当工作面采空区内发生自燃出烟或工作面因发火封闭后, 为了减少向火源供氧, 抑制或消灭火势时采用。①对工作面采空区内自燃出烟, 在运输巷、回风巷建调压门, 运输巷安设局部通风机。同时采用其他灭火法。②对封闭的工作面, 在运输巷、回风巷分别建调压室, 安设局部通风机进行观察、记录、调整, 使2个调压室风压尽量平衡。
2.5封闭灭火法
不管采取何种灭火法都达不到预期效果, 或火区温度很高、一氧化碳浓度很大等原因不可能接近火源地点时, 应采取封闭的方法灭火。①在运输巷、回风巷尽可能靠拐头附近构筑质量合格的密闭墙。②加强检查。③启封火区。
2.6水淹灭火法
当工作面支架头顶火高、火势大、温度高, 人员无法接近火源地点, 工作面又与其他采空区无串、涌水通道时, 可采用水淹工作面的方法灭火, 但一般因损失太大不采用。①运输巷、回风巷内段建合格防水墙, 运输巷墙上安压力表及放水闸门, 回风巷墙上安设观测孔、放水孔。②工作面灌水, 通过运输巷墙上压力表, 计算工作面内灌水高度, 达到设计要求。③进入回风巷观测, 确认火源熄灭后, 从运输巷放水。④启封工作面。
2.7联合灭火法
当用一种灭火法效果不佳时, 常用联合灭火法。
3其他地点的灭火方法
一些封闭的巷道, 因密闭墙质量不合格, 或与其他巷道、通风系统等有关, 造成密闭墙头顶附近微弱漏风, 引起密闭墙头顶附近自燃出烟。针对这类情况必须果断处理, 否则易造成大的事故。具体做法:①判断火源位置 (通过手摸闭墙温度、嗅气味、检测一氧化碳浓度等) 。②检查密闭墙瓦斯浓度。③在安全瓦斯浓度下, 扒开密闭墙直接灭火或打眼灌浆等方法灭火。
参考文献
[1]煤矿防灭火综合技术手册编委会.煤矿防灭火综合技术手册[M].长春:吉林电子出版社, 2004.
[3]宋承文, 高顺平, 薛效明.柳湾煤矿防灭火综合分析[J].山西建筑, 2002, 38 (1) :92-93.
中厚煤层开采自然发火防治 第4篇
1中厚煤层分层开采时自然发火分布规律
近年来, 通过对荣发煤矿和相邻矿井多个自然发火位置、强度、原因等逐个进行分析, 发现自然发火具有一定规律, 即容易自然发火的位置一般都在分层进风巷道、回风巷道周围、假顶盲巷中、小断层附近及采面终采线内侧10 m左右范围内。
(1) 工作面的终采线处。
在中厚煤层开采过程中, 当第1分层回采结束形成终采线后, 在以下各分层回采中, 终采线内煤柱就成为风压差最大、时间最长的漏风通道, 具备长期的、固定的供氧和积热条件, 又存在较多的空隙、浮煤和杂物, 极易产生高温和自燃。例如2004年张韩四矿东区轨道下山中下部的一次自然发火, 就是发生在采面回采封闭后的终采线与下山之间的护巷煤柱中。该自然发火点位于东下山205工作面开采结束留设30 m下山煤柱与采空区相邻处。上下分层回采后虽然对采面上下进、回风巷道口进行了封闭, 但由于矿压集中作用, 护巷煤柱产生松软和裂隙, 形成微风通道和积热条件, 终采后3个月即发现自然发火征兆。
(2) 在下分层采面进风巷道周围。
由于下分层进风巷道位于上分层采后垮落的假顶之下, 假顶中残存有浮煤、杂物, 再生顶板内存在矸石缝隙, 进风巷与采空区之间存在风压差, 从掘进到回采、从下分层进风巷道开掘到下分层采面回采结束的整个采掘过程中, 假顶内存在连续低速供氧和积热时间长的条件, 故容易发生高温和自燃。
(3) 内错布置时假顶中。
下分层巷道与上分层出现内错时, 由于分层相错的隅角积存浮煤多, 漏风距离近, 空隙大, 在假顶中产生的自燃现象就更加严重。
张八桥煤矿西大井在分层开采时, 为缓解接替紧张局面, 103采面在上分层回采后2个月垮落矸石尚未锈结的情况下, 即沿假顶开掘下分层采面巷道, 采面巷道内错布置。2001年3月, 103下分层采面开采中与上分层采面回风巷之间出现自燃;同样, 2002年105采面下分层回采时再次出现自燃, 2次自燃均属这种情况。实践证明, 分层巷道假顶中产生自燃的轻重程度与是否留煤柱开采有密切关系。在无煤柱时, 自燃现象大大减弱;小煤柱时易出现高温点;有煤柱的自燃比较严重。
(4) 假顶下的分层巷道出现盲巷时。
当巷道掘进中途停止造成盲巷时, 盲巷停风或采用局部通风机压入式供风, 巷道处在假顶之下, 盲巷与上层假顶中的缝隙形成微小的漏风通道, 形成稳定持续的供氧和积热条件。如2003年荣发矿北部六井, 曾在50～90 m的盲巷中发生自燃点3个;2004年顺发煤矿北下山采区开掘东二采面下分层巷道时, 因工程调整留下50 m盲巷, 后多次自然发火。
(5) 小断层边缘。
由于采面过断层需停采跳面, 在采空区与断层之间形成停采煤柱, 同时断层附近原始状态破坏, 采动后压力集中, 煤柱受压破碎, 裂隙增多, 极易形成供氧和积热条件, 易造成自燃。
(6) 分层巷道中设置通风设施处。
因通风设施在风流局部点突然增加了通风阻力, 使通风设施前后产生风压差, 能促使假顶上漏风加剧, 假顶与煤层接触面在微量连续供氧和积热的条件下容易形成自燃。发火点的高温会从通风设施的低压侧显现出来, 这也是屡见不鲜的。顺发煤矿北下山中部联络巷内相距6 m设2道风门, 2004年5月在第2道风门附近煤柱裂隙测出一氧化碳, 呈现自然发火征兆, 显然是因通风构筑物前后压力差造成漏风引起的。
(7) 分层开采上下分层相隔时间过长。
上分层开采后, 顶板垮落, 块状矸石不能将采空区完全充填达到原始无缝隙状态, 空隙内保留了部分空气, 为浮煤和杂物提供氧化条件。而长期积存热量形成临界自燃状态, 一旦下分层开掘巷道或回采通风, 同时也会由假顶裂隙向采空区微量供风, 临界平衡被破坏, 即发生自燃。荣发煤矿经长期总结, 所采二1煤层上分层采后3～5个月垮落矸石锈结即可形成假顶, 应及时进行下分层回采。若下分层与上分层回采时间间隔过长, 而无采取注浆等措施, 容易出现自然发火现象。特别是上下分层间隔在5～7个月之间, 极易出现自燃。7个月之后, 由于采空区缝隙内残存氧完全氧化掉而被CO2充填, 一般不再自燃。
2中厚煤层分层开采安全措施
掌握了煤层自燃的规律, 在防治煤层自燃方面采取有针对性的措施, 即可保证煤矿的安全生产。
2.1合理布置巷道
围绕防治自燃改进巷道布置主要体现在灵活应用调压技术减少漏风通道和积热上。合理布置分层开采的采面相对位置, 减少上部采空区与下部巷道的漏风量和供氧量, 可使自燃现象减少或火区熄灭。
荣发煤矿在开采布置上首先将采区主要巷道和区段集中运输巷、回风巷都尽可能布置在煤层底板岩石中, 解决永久巷道漏风和煤柱自燃防治问题;其次将下分层中的进、回风巷道与上分层巷道改为直线平行切割, 两巷道法线距离缩短, 相应缩短漏风缝隙长度, 缩小氧化积热空间;再者是在上、下区段之间实施沿空掘巷、区段内的分层巷道垂直重叠布置等措施, 以减少留煤。
2.2无煤柱开采
在无煤柱开采的工作面下分层巷道掘进中, 发现沿空掘巷的分层巷道假顶内出现高温点较少。这说明无煤柱开采的自然发火几率比有煤柱低, 这是由于各采空区相互导通气压相同, 使其内部均衡充满高浓度CO2, 当沿空巷道的采面移交生产后, 高浓度的CO2就向新采空区扩散, 从而对沿空巷道假顶内的自燃起有效的抑制作用。另外由于沿空巷不留煤柱, 煤炭采出率高, 残留易燃、易氧化的浮煤少, 也是自然发火几率降低的因素。
2.3应用调压技术
调压技术是指通过局部增减通风设施调压造成采空区或煤柱前后无压力差, 阻碍漏风风流流动, 减少供氧条件, 从而达到防止煤炭自燃和窒息火区的目的。在沿空掘巷的无煤柱开采范围, 灵活应用调压技术能预防自燃和窒息自燃火源。
调节采空区密闭前的风压, 使密闭的内外风压近似相等, 减弱采空区内空气流动, 使沿空掘巷的采空区内有足够的CO2积聚和充填, 以起到预防自燃的作用。例如采面结束, 在采区进风巷和采区回风巷之间相邻采空区保留1条巷道, 使采空区周边全部处于通风状态, 风压基本相等, 采空区内空气即不发生流动。
也可利用风筒引风, 减少发火点供氧, 抑制火灾扩大。例如张八桥煤矿九井东二下山煤柱回采时, 在轨道进风下山巷道上部假顶出现CO, 测得巷道温度达45 ℃, 出现自燃征兆。采取的措施是:在终采线以外实体煤柱内安设2台11 kW局部通风机, 并加设2道风门及设2道风筒, 使火点上部新鲜风流通过风筒进入下部工作面, 使火点上下风压基本一致, 附近巷道处于微风等压状态, 减少向发火点漏风供氧。该法很快使风流温度及CO浓度下降, 假顶内发火点逐渐消失, 直至下山煤柱安全回采完毕。
2.4小范围密集浅孔注浆
密集浅钻孔注浆是从巷道向附近煤柱或采空区易燃带布置密集浅钻孔, 集中进行注浆。其特点是钻孔密度大而终孔距离短, 故称密集浅钻孔。密集浅钻孔注浆与传统的注浆方式相比, 具有施工简便、效果好、成本低等优点, 是较好的防自燃方法。其具体作用:①增加采空区边界卸压孔, 释放采空区高温气体, 使采空区杂物氧化产生的热量及时释放, 不能形成高温积聚, 起到抑制自燃作用。②阻塞漏风通道, 阻断微风供氧, 防止自燃或窒息火区。若在准确判断发火点位置及发火原因的基础上实施密集浅钻孔注浆, 堵塞漏风通道, 即可迅速控制火灾蔓延直至熄灭火区。另外自燃煤层开采巷道布置是小范围浅孔密集钻孔注浆的基础。
为防止采后自燃, 对每个采煤工作面都用密集浅钻孔进行预防性注浆, 还可采用接力方式进行注浆, 其效果更佳。
对每个采煤工作面终采线与通风巷之间的煤柱实施密集浅钻孔注浆、能封闭煤壁中裂隙, 破坏漏风和空区的供氧条件, 可起到灭火和防终采线处煤柱自然发火的作用。
2.5隔离火区阻断蔓延
无煤柱开采或注浆, 可以减少采空区浮煤的氧化条件, 达到防治自燃、增加CO充填范围, 隔断火区蔓延的作用。在火区附近一侧开采时, 首先应使火区另一侧没有漏风通道, 保证火点不扩散;在可达范围对火区包围性注浆, 防止火点扩散更有效;巷道开掘过程中随巷掘进向火区一侧密集浅钻孔注浆, 可阻断漏风通道;采面回采时随采面推进对采空区注浆与无煤柱开采结合, 在火区之间形成一道隔离带, 对阻断火区蔓延有良好作用。
2.6定期合理调节巷道中通风设施的位置
定期合理调节巷道中通风设施的位置, 减少分层开采假顶上定点持续漏风供氧时间, 避免高温点产生。在实际生产中, 有时不得不在假顶下的分层巷道内安设通风设施时, 应密切注意通风设施低压侧假顶上温度情况, 打浅孔1～3个, 向上方假顶注水注浆, 对预防自燃具有良好的作用。若能定期调节通风设施 (风门、风幛、局部通风机等) 的位置, 对预防自然发火有更好的辅助作用。
3结语
通过几年的实践, 荣发煤矿在生产中总结出了一套易自燃中厚煤层分层开采的防自然发火、灭火经验, 对井田内火区附近煤层进行了安全回收, 防止了新的自然发火产生, 减少矿产资源损失。这些经验措施, 对邻近矿区同类开采条件小煤矿具有一定的借鉴作用。
摘要：通过对韩梁矿区荣发煤矿等矿井开采二1煤层时自然发火点的统计分析, 得出了韩梁矿区分层开采易自燃中厚煤层时, 自然发火位置主要分布在下分层进风巷道、回风巷道周围、假顶盲巷中、小断层附近及终采线内侧10 m左右范围内等处的规律。提出了采用优化巷道布置、无煤柱开采、调节风压、密集浅孔注浆、合理调节通风设施位置等矿井自然发火综合防治措施。实践表明, 科学运用这些措施, 可有效提高自然发火矿井防治效果, 促进安全生产, 提高矿井资源采出率。
黄泥注浆防治采空区自然发火实践 第5篇
1矿井及工作面概况
(1) 矿井概况。
大平井田位于新密煤田西部, 横跨登封市大冶镇和新密市平陌镇, 走向长1 820～3 800 m, 南北宽1 700～2 400 m, 面积约6.5 km2。
矿井开拓方式为立井单水平上下山开采, 水平标高为±0 m, 平均煤层厚度为6.5 m, 采用走 (倾) 向长壁炮采放顶煤一次采全高采煤方法, 主采二1煤层 (三软不稳定煤层) 。煤尘具有爆炸性, 爆炸指数16.21%, 煤层自然发火期64 d, 为不易自燃煤层;煤层透气性系数为0.076 7 m2/ (MPa2d-1) , 瓦斯衰减系数为0.412 3 d-1, 属可以抽放煤层, 矿井属煤与瓦斯突出矿井。
(2) 工作面概况。
11308工作面北接11251条带面采空区;东邻11东翼3条下山, 南部与11310采空区相邻, 西邻11采区3条上山, 工作面内部存在11231条带面采空区。11308工作面可采长度269 m, 倾斜长115 m, 煤厚在1.2～13.0 m之间, 平均煤层厚度6.8 m, 煤层倾角5°～15°, 平均倾角9°, 煤层自燃等级为Ⅲ级不易自燃煤层, 最短发火期64 d。2009年4月工作面贯通, 运输、回风巷执行顺层钻孔预抽瓦斯措施。2009年5月25日检查发现, 工作面运输巷282#、286#顺层瓦斯抽放钻孔出现高温现象, 其中282#抽放孔温度达67 ℃, 286#抽放孔温度达54 ℃。经进一步排查, 确认为11231条带面采空区在长时间氧化作用下, 产生高温, 目前正处于煤层的自热阶段。
2黄泥注浆防灭火机理
黄泥注浆就是将水、浆材按适当比例, 制成一定浓度的浆液, 借助输浆管路送往可能发生自燃的采空区, 以防止自燃火灾的发生。预防性注浆可起到隔离氧气、散热的作用。浆液流入采空区之后, 固体物沉淀, 充填于浮煤缝隙之间, 形成隔绝风流的隔离带。有的还可能包裹浮煤隔绝其与空气的接触, 防止浮煤氧化。浆液所到之处, 可增加煤的外在水分, 抑制自然氧化过程的发展。同时, 对已经自热的煤炭有冷却散热的作用。
3注浆参数选择
(1) 注浆孔参数。
根据地质资料分析, 为有效、快速达到预防效果, 首先在282#、286#抽放孔中间施工1#注浆孔, 然后在1#孔以外 (向右) 1.2 m处施工3#、5#注浆孔, 钻孔完成后, 对1#、3#、5#开始注浆;与此同时, 在1#注浆孔以里 (向左) 1.2 m处施工2#、4#、6#注浆孔, 6#孔向里依次为8#、10#、12#、14#孔, 5#孔向外依次为7#、9#、11#、13#、15#孔。钻孔全部施工至采空区内, 总体趋势为1#孔向外注浆孔倾角小、深度也小;1#孔向里注浆孔倾角大、深度也大 (由煤层倾角决定, 图1) 。
(2) 泥浆水土比例。
制作泥浆时, 土与水的比例是一个重要参数, 土水比越大, 泥浆浓度越大, 泥浆的黏度、稳定性与致密性也越高, 包裹隔离的效果也越好。但是当土水比过大时, 则流散范围小, 注浆管路与钻孔易堵塞。土水比过小时, 则耗水量大, 矿井涌水量增加, 容易出现跑浆现象。通常是根据泥浆的输送距离、注浆方法、注浆季节确定水土比例。输送距离近, 煤层倾角大和夏季时, 土水比可大些, 一般取1∶2～1∶5。由于11308运输巷注浆输送距离近 (70 m) 、煤层倾角大 (局部达43°) , 加之在夏季注浆, 所以, 土水比例选取1∶2。
(3) 灌浆用土量的测定。
预防性灌浆用土量主要取决于灌浆区形状、灌浆区的容积、采煤方法等因素, 其标准是充填满灌浆区为止。灌浆用土量Qr可按式 (1) 计算:
Qr=KmLHC (1)
式中, m为煤层开采厚度, m;L为灌浆区的走向长度, m;H为灌浆区的倾斜长度, m;C为煤炭采出率, %;K为灌浆系数, 即泥浆的固定材料体积与需灌浆的采空区空间容积之比。在K值中考虑了冒落岩石的松散系数、泥浆收缩系数和跑浆系数等综合影响, 由现场情况决定, 根据 11308现场注浆时的情况, 注浆系数取0.01。
11308工作面内采空区煤厚6 m, 灌浆区走向长度30 m (预计) , 倾斜长度20 m, 煤炭采出率85%, 灌浆系数取0.01, 代入式 (1) 计算后用土量应为30.6 m3。
(4) 灌浆用水量计算。
用水量可按式 (2) 计算:
Qsh=KshQr& (2)
式中, Ksh为冲洗管路用水量的备用系数, 一般取1.00～1.25, 大平矿取1;Qr为灌浆区用土量;&为水土比, 一般取2～5, 11308工作面采空区注浆时水土比取2。
11308工作面计算用土量为30.6 m3, 代入式 (2) 计算后用水量为61.2 m3。则整个采空区预计注浆量为91.8 m3。
4封孔
钻孔施工完毕后, 用聚氨酯加Ø50 mm套管完成封孔工作, 套管下入孔内不低于6 m, 封孔长度不低于5 m, 封孔完成后, 为确保封孔质量, 要间隔8 h以上才能注浆。套管末端加装高压接头与注浆泵高压管连接, 连接完成后即可注浆。施工队负责将黄土运到注浆机前, 要求黄土必须进行筛选, 颗料直径不得大于3 mm, 黄土内不应掺杂物, 防止管路堵塞。为减少工序和清洗管路次数, 每3个孔为1组, 即:每施工3个孔并完成封孔后, 安排人员对该组3个孔依次注浆, 这样, 减少了清洗和调试过程, 使整个工序衔接得更加紧密, 争取了有效注浆时间。
5注浆效果分析
(1) 注浆量分析。
保证一定的注浆量是防止煤层自燃的前提, 因为只有把浆液注进去, 才能隔绝氧化空间, 消灭火灾隐患。2009年6月14日, 在高温点 (282#抽放孔为中心) 附近的1#、3#、5#孔共注黄土9.5 m3;6月17日, 对高温点以里的2#、4#、6#孔共注黄土8.5 m3;6月18日, 7#、9#、11#孔共注黄土量为6.0 m3;6月19日, 8#、10#、12#孔共注黄土6.0 m3;6月20日, 最里边的14#和最外边的13#、15#孔共注黄土4.5 m3。2009年6月1420日, 11308运输巷15个注浆孔共注黄土34.5 m3。按水土比2∶1计算, 注水量为69 m3, 则11308运输巷15个注浆孔共注黄泥浆103.5 m3, 比计算的91.8 m3多注11.7 m3。
(2) 温度分析。
温度下降是注浆效果的首要体现, 说明采空区内的氧化空间已被隔绝。2009年6月14日, 1#、3#、5#孔注浆完成后, 高温点处的煤体温度由67 ℃下降至48 ℃;6月17日, 2#、4#、6#孔注浆后, 高温点处的煤体温度下降至42 ℃;6月18日, 7#、9#、11#孔注浆后, 高温点处的煤体温度下降至34 ℃;6月19日, 8#、10#、12#孔注浆完成后, 煤体温度降为28 ℃;6月20日, 15个孔全部注完后, 温度下降到23 ℃, 4 d后 (6月24日) , 煤体温度稳定在20 ℃以下, 降到正常的温度水平, 工作面火灾隐患消除。
6结语
煤自然发火 第6篇
针对义马煤田的生产技术因素, 通过对煤层自然发火统计分类分析, 总结出了存在的易自然发火区域, 有利于制订有效的煤层防治火措施, 确保煤矿的安全生产。
1 矿区自然发火分类统计
19592004年, 义马矿区共发生煤层自燃火灾553次。其中, 巷道自燃火灾高达408次;采煤工作面次之, 达到96次;其他地点为49次。由矿井煤层自然发火统计分类可看出 (表1、表2) , 容易出现煤炭自然发火的区域主要有6类。
次
次
义马矿区自然发火分布情况如图1所示。
2 易自然发火区域
2.1 地质构造带
地质构造带包括断层、褶曲、破碎带、岩浆入侵地区等。该类地区由于煤层受张拉、挤压, 产生大量裂隙, 煤体松碎, 吸氧条件好, 氧化性高, 自然发火频繁, 其发火次数的比例为7%[1]。
2.2 煤层砌碹巷道冒高处
因砌碹后充填不严, 或施工质量差造成向拱顶呈“封闭和半封闭型”漏风, 供氧条件较好, 但散热性能差, 热量积聚后易发生自燃, 发火比例为8%。
2.3 采煤工作面
采煤工作面进风巷、回风巷和开切眼、终采线附近以及开采层采空区内, 这些地区由于供氧连续充分且持久, 加之破碎煤体最多, 混杂堆积状态较好, 所以发生自燃火灾的次数最多, 其比例高达57%。
(1) 工作面终采线是风压差最大的漏风通道, 特别是采用分层开采法回采易燃厚煤层时, 表现更为明显。在区段内, 当第一分层采完、以下各分层回采时, 终采线处最易短路漏风。同时, 各分层终采线的实际位置也不会在一条垂直线上, 而是形成参差不齐、内外交错的不规则形状, 形成了较大的漏风空隙, 而且终采线存有较多的浮煤及其他易燃物, 具有漏风和易燃的条件, 容易造成自然发火现象, 其发火次数占采煤工作面总次数的8%。
(2) 采区区段在使用留煤柱维护巷道时, 由于煤柱尺寸不合适, 在回采工作面压力作用下, 护巷煤柱破裂、破碎、坍塌, 再加上放顶后采煤工作面上下两巷冒落不实, 留下了漏风通道, 在漏风氧化储热的部位, 极易发生自燃。
(3) 人工顶板下的巷道与人工顶板中的缝隙, 形成了有漏风联系的低速供氧条件。如果上分层采空区中遗有大量浮煤, 就会促使煤层自燃;人工顶板下的巷道呈现为超前盲巷状态时, 这些盲巷与上层人工顶板中的裂隙相通, 形成稳定的持续漏风供氧条件和储热环境而导致煤层自燃。
(4) 无煤柱开采时沿空掘巷没有采取堵漏措施或措施不力时, 沿空掘巷或回采时, 大量漏风顺着采空区侧流向相邻区段采空区, 促进相邻区段采空区内浮煤自燃。
(5) 在煤层倾角变化较大, 开采时易丢顶, 底煤或开采方法不当及管理不善等原因造成采空区丢煤多, 在低速供风条件下浮煤易自燃。
2.4 掘进巷道顶部
掘进巷道的顶部, 尤其是近距离煤层的顶层煤和采空区下掘进巷道顶部与采空区相连通的高冒区, 自然发火现象比较多;有时在阶段煤柱或上下山煤柱底部送巷, 也会出现自然发火灾害, 致使其自然发火次数较多, 占矿井自然发火次数的15%。
2.5 通风设施附近巷顶周边煤体
对建于煤巷中的通风设施 (主要是风门和密闭墙) , 其上下侧的风压差随着局部风阻的增大而增加。在矿山压力的缓慢作用下, 其周边煤体的裂隙逐渐发育扩展, 达到一定程度后, 氧化蓄热条件适宜, 容易造成自然发火。在巷道自然发火中, 该类发火事故所占比例超过地质构造带附近, 为17%。
2.6 独头巷道、旧巷冒顶处、溜煤眼及联络巷
独头巷道、旧巷冒顶处、溜煤眼及联络巷处易出现自然发火, 其原因为:①停工停风后不设密闭, 冒顶后浮煤不处理;②分层开采布置的采煤工作面与岩石集中巷之间一般通过溜煤眼或联络巷相连通, 其使用周期较长, 且受矿山压力或超前回采动压多次作用, 周边煤体裂隙充分发育;③条件限制、日常防火管理存在一些问题等因素, 造成煤炭自然发火灾害的现象依然存在。在矿井自燃火灾中, 该类发火次数最少, 所占比例为9%。
3 结论
在分析统计义马矿区自然发火情况的基础上, 对地质构造带、煤层砌碹巷道冒高处、采煤工作面、掘进巷道顶部、通风设施附近巷顶周边煤体等地点自然发火原因进行调研, 以探索煤层的自然发火规律, 为防治煤层自然发火提供依据。
参考文献
采空区自然发火危险区域的数值模拟 第7篇
关键词：采空区,自然发火,危险性,CFD模拟
0 引言
对综采面采空区自然发火规律, 常用的研究方法为现场观测法和计算机的数值模拟法。采空区自然发火危险区域的研究难以完全依靠实际观测等手段进行, 采用数值模拟的方法可以对煤层自然发火的过程形成一些定量化的认识。因此, 数值模拟技术在煤层自然发火规律研究中得到了广泛应用。目前的研究大多将采空区的自燃状态做了与实际相差较大的理想化假设, 使得研究结果与实际情况相差较大[1,2]。
为解决上述问题, 根据采空区的空间特性, 结合现场测定和煤样升温实验, 确定了关键参数, 对FLUENT软件进行了二次开发, 模拟了采空区的温度场、流场、浓度场等, 对采空区自燃危险性区域进行划分。同时, 对自燃危险性区域的影响因素进行初步的理论探索。
1 关键参数
采空区自燃危险区域预测模型的关键参数主要包括以下内容:①采空区孔隙率在X、Y方向上的分布规律, 即采空区渗透率分布②煤的源项, 包括O2的消耗速率和释热速率等。
1.1 渗透率的分布
根据岩层移动规律和“O”型圈理论, 采空区内部破碎煤岩的碎胀系数分布规律为:①在正常回采期老顶初次来压以前, 临近采面的自然堆积区 (区域Ⅰ) 的煤岩是处于自然碎胀状态的;②基本顶初次断裂以后, 初次来压垮落带的部分破碎煤岩由自然碎胀状态变为承压状态, 形成载荷影响区 (区域Ⅱ) ;③从载荷影响区 (区域Ⅱ) 开始, 逐渐进入到压实稳定区 (区域Ⅲ) 。采场水平方向上的“三带”划分如图1所示。
从图1可以发现, 采空区的空隙率呈“簸箕型”分布, 沿工作面方向上, 由于两侧顺槽煤壁的支撑作用, 孔隙率从两侧向采面中部逐渐变小;沿采空区深度方向上, 由于老顶来压的作用, 孔隙率从工作面向采空区深部逐渐变小。
1.2 组分源项和能量源项
煤样罐示意图如图2所示。
通过2001型煤自燃特性测试仪和GC4000A型气相色谱仪, 依据以下公式得到了组分源项和能量源项的计算模型。
由dx长煤样得到的CO生成量方程为:
式中:S为煤样罐容器的截面积, m2;rCO为CO生成速率, mol/ (m3·s) ;Vg为气流速率, m3/s;p为CO浓度, 10-6;x为煤样罐内煤样长度, m;k为浓度换算系数, 取值22.4×109。
氧气消耗速率为:
式中:r为氧气消耗速率, mol/ (m3·s) ;n为反应级数;k0为指数前因子, mol (1-n) / (m3 (1-n) ·s) ;CO2为空气中氧气摩尔浓度, mol/ (m3·s) ;T为煤温, K;Ea为表观活化能, k J/mol;R为气体常数, 8.314 k J/K·mol-1。
煤的氧化反应方程式为:
煤+O2→m CO+g CO2+其他产物 (3)
故由式 (1) ~式 (3) , 得
式中Pout为煤样罐出口处CO浓度, 10-6。
故
根据式 (5) , 可求得Ea及CO、CO2的生产速率, 即可确定组分源项。
徐精彩等提出了根据键能变化量估算出煤氧复合放热强度的方法[3]:
ΔH=∑生成物键能-∑反应物键能-∑标准原子化焓 (6)
根据式 (6) , 可估算煤的氧复合放热强度, 即可确定能量源项。
2 数值分析模型
2.1 分析模型的建立
某采煤工作面的体积为3 m×3 m×165 m, 进、回风顺槽的体积为3 m×3 m×50 m, 采空区的体积为165 m×250 m×10.5 m。开采区域上方是上煤层采空区和一条宽约30 m (位于进风侧) 的残留煤带。为模拟采面停采线的状态, 设该采面距停采线为25 m。建立工作面三维模型, 将坐标原点定在模型进风侧后部的顶点。
采空区内网格划分方案如下:
x方向:距采面0~100 m范围内, 网格间距1 m;其余部分为2 m。y方向沿采空区倾斜方向:煤柱内0.5 m;其余部分1 m。z方向:0~3 m范围内0.25 m;其余部分0.5 m。采空区内共划分网格数为855 225。
2.2 数值模拟结果分析
2.2.1 采场风流流动规律
图3表示的是采场Z=0.5 m的平面上流线的分布情况。图4表示的是在采场Z=0.5 m平面上, 平面速度矢量的分布情况。
由图3、4可以得出工作面风流场的分布规律:①采场风流的流动路线为:风流由进风巷进入采场, 经过工作面和采空区汇进回风巷。采空区覆岩采动冒落后对风流进入采空区产生了很大的阻力, 大部分风流沿工作面方向流入回风巷。②工作面的漏风分为明显的漏入部分和漏出部分, 工作面两侧的漏风并不是绝对对称的。③流场风速分布规律:工作面风速较高, 越往采空区深部风速越低。在工作面平均风速1.3 m/s的情况下, 采空区风速的数量级由支架后部的10-1逐渐过度到采空区深部的10-5。
2.2.2 采空区O2浓度分布规律
图5、6是模拟的采面停采期间, 在不采取任何防灭火措施的情况下, 不同高度上的O2浓度场等值线。
由图5、6可以看出:在有遗煤的区域, O2浓度沿采空区走向衰减快, 在没有遗煤的区域衰减变慢。
2.2.3 采空区温度场分布规律
图7~8是工作面停采期间, 采空区内距底板不同高度的平面上温度分布情况。
从图7、8中可以看出:①回风侧煤柱的发火危险高于进风侧。在Z=0.5 m平面上, 虽然进风一侧煤柱内在出现了部分超过100℃的区域, 但是回风一侧煤柱内整体上的高温区域明显要长于进风一侧煤柱。②由于进风一侧留有遗煤的影响, 采空区在进风一侧的温度要比回风一侧要高, 进风一侧出现了高温区域。在Z=1.5 m平面上, 高温区域的温度基本上都在70℃左右, 进风、回风一侧煤柱内超过70℃的区域的长度大概为100 m。
3 采空区自燃“三带”分布规律模拟分析
在不同通风量的情况下, 采空区进回风侧及中部的散热带、窒息带边界与工作面之间距离模拟结果如图9所示。
从图9中可以得到以下结论:①自燃氧化“三带”变化的特点是:在小供风量的情况下, 可能自燃带接近工作面, 可能自燃带范围相对较小。随着供风量的增加, 可能自燃带远离工作面, 可能自燃带的宽度同时也增加了, 相应的自然发火的危险性也增加了。②采空区进回风两巷的自燃“三带”变化的规律是:受进风巷风流速压影响, 可能自燃带的边界往采空区深部延伸, 距工作面的距离较大。③根据数值模拟的结果。采空区自燃“三带”宽度与风量有着直接的关系。对可能自燃带宽度与工作面供风量的变化关系进行回归得出回归方程, 如图10所示。
可能自燃带宽度随工作面供风量减少而减少, 说明减少风量对控制自燃带宽度和防止自燃发火有明显效果。
4 结论
(1) 基于“O”型圈理论和组分源项、能量源项计算模型, 可以计算出孔隙率分布、各组分的生产速率、煤的氧化放热强度等关键参数, 有效地解决了长期以来关键参数估算不准确的问题, 提高了数值模拟结果的可靠性。
(2) 对某工作面的工作面风流场、气体浓度场、采空区温度场进行模拟, 并改变通风量, 初步探索了采空区自然发火危险区域变化的规律。
(3) 对采空区煤岩孔隙率的分布规律下一步还有必要加以深入研究, 以提高采空区渗流模拟的精度。
参考文献
[1]张辛亥, 席光, 徐精彩, 等.基于流场模拟的综放面自燃危险区域划分及预测[J].北京科技大学学报, 2005, 27 (6) :641-644.
[2]邓军, 徐精彩, 张辛亥.综放面采空区温度场动态数学模型及应用[J].中国矿业大学学报, 1999, 28 (2) :179-181.
