采空规律（精选7篇）
采空规律 篇1
随着煤层工作面向前推进, 由原始的煤层、围岩与瓦斯流体组成的平衡状态遭到破坏, 工作面后方的煤层顶板不断冒落下来形成采空区, 采空区上方煤层、岩层产生变形、下沉及断裂等变化形成裂隙、裂纹, 从而改变了瓦斯原来的流动状态和赋存状态[1~4]。瓦斯从煤层及围岩中通过贯穿的空隙空间向采空区和采场流动, 甚至大量的涌出。为了有效地治理工作面瓦斯, 研究采空区瓦斯浓度分布规律, 掌握采空区瓦斯浓度分布情况, 以及它与工作面上隅角瓦斯积聚的关系, 对矿井瓦斯灾害防治、防治瓦斯涌入工作面、采空区瓦斯抽放和煤与瓦斯共采技术的实现有重要的现实意义[5~7]。
1 采空区瓦斯浓度分布的测定方法和结果
采用现场束管监测的方法进行测量, 具体方法是将直径为6 mm的胶管沿着回风巷上帮着埋入采空区内, 将其装入在直径为25 mm的硬胶管内部, 并将其加以保护, 而架木垛保护则是在测管的捡起口周围, 这样进气口就受到了岩石垮落和砸坏等方面的保护。 (如图1)
测量工作都是对着工作面的前进在不断推进, 同时进气口的木垛保护也将进入采空区的范围之内, 并且将采空区域内的瓦斯抽出来的是用抽气气囊通过测气管来进行的, 这些方面做完之后则是运用分布式光纤瓦斯的检定器, 来测试抽取出来的瓦斯浓度情况, 分别对采空区内瓦斯与工作面瓦斯之间不同距离内的浓度与变化规律。
测量时随着工作面不断向前推进, 木垛保护的进气口逐渐进入采空区, 用抽气气囊通过测气管将采空区内的瓦斯抽取出来, 然后用分布式光纤瓦斯检定器测定瓦斯浓度, 分别考察距工作面不同距离处采空区瓦斯浓度及其变化规律。
这次的检测一共要进行2次, 每次在30m埋入测试管, 其中测试的时间为每次15天, 同时每天都要测量9次, 且都是在不同的时间段内进行, 测量人员记录测量时的瓦斯浓度值和时间。
通过这2次的埋管测量, 其测量结构在Excel的表格中进行的相关处理, 并根据处理结构绘制出采空区瓦斯浓度与距工作面的距离关系曲线图, 如图2 (a) , (b) 所示。
2 采空区瓦斯浓度分布测定结果分析
采空区瓦斯浓度分布通过对测定结果的分析有以下几方面的规律。
(1) 从工作面到采空区后方6 m范围内瓦斯浓度变化不大, 在0.8%上下波动。
根据现场调研, 造成此现象的原因为: (1) 测量面直接顶厚度是约1 m的砂质泥岩, 砂质泥岩随着工作面的推进, 不断垮落, 因此靠近工作面附近的采空区直接顶处于初始冒落状态、岩石松散地排列极不规则且有较大的空隙。通过支架空隙大量的新鲜风流从进风巷流进采空区, 进入采空区的新鲜风流对其内原有的瓦斯进行混合稀释后, 又在通风负压的作用下, 从工作面上隅角涌出, 且越靠近工作面, 风流风速越大, 因而对瓦斯的稀释、运移作用程度越大, 瓦斯浓度变小, 造成此范围内采空区的瓦斯浓度较低。如图3所示。 (2) 由于测量面老顶是约6 m厚左右的细砂岩和中粒粗砂岩组成, 岩性较硬, 随着工作面的推进呈周期性垮落, 在垮落之前, 采空区形成一定范围的不垮落空间, 如图4所示。采空区瓦斯在浓度差的作用下从高瓦斯区域向低瓦斯区域扩散, 并融入到工作面的风流中随着风流进入回风巷, 造成从工作面到采空区后方6 m范围内瓦斯浓度变化不大, 如 (图5) 所示。
(2) 采空区距工作面6~10 m之间时, 瓦斯浓度逐渐增大, 最大达到2.4%。
这主要是因为此阶段老顶还没有完全垮落, 但随着工作面的不断推进采空区老顶也逐渐下沉, 距离工作面越远, 老顶下沉越严重, 在采空区形成了一个三角形状的不垮落空间, 如 (图4) 所示, 而处于此三角形最深处的空间由于距离工作面较远, 漏风流很小, 对瓦斯运移作用甚微, 导致此区域内的瓦斯得不到很好的稀释作用。同时由于此角落内瓦斯存在空间的缩减, 而岩层的裂隙增大, 造成采空区瓦斯通过岩层裂隙运移到此空间在此聚集, 造成采空区距工作面6~10 m之间时, 瓦斯浓度增大。
(3) 采空区距工作面l10 m以外, 瓦斯浓度逐渐减小并趋于稳定状态, 瓦斯浓度在1.4%上下波动。
这主要是因为在距工作面较远的采空区垮落的岩块已经逐渐被压实, 岩层的裂隙减小, 使瓦斯的运移能力减弱, 周围瓦斯很难流入进来, 瓦斯来源减小, 因此瓦斯的涌出也趋于稳定。
3 采空区瓦斯浓度分布状态分区
为了更好的分析采空区内的瓦斯浓度分布规律, 根据现场观测结果进行了采空区瓦斯浓度分布状态分区, 如 (图6) 所示。
(1) A为瓦斯释稀区:此区范围为从工作面到采空区后方6 m左右距离, 此区岩层活动特点为直接顶处于初始冒落状态、岩石松散地排列极不规则且有较大的空隙。此区老顶受煤壁支撑作用空间较大, 流经该区的新鲜风流风速也大。大量新鲜风流的流入使此范围内的涌出瓦斯受风流混合释稀作用, 瓦斯浓度变化不大。
(2) B为瓦斯聚集区:此区范围为采空区距工作面6~10 m左右距离, 此区岩层活动特点为在载荷作用影响下老顶逐渐下沉并产生裂隙, 但并没有完全垮落, 距离工作面越远, 老顶下沉越严重, 距离工作面较远处与直接顶的垮落岩块部分接触。因为此区距离工作面较远, 漏风流很小, 对瓦斯运移作用甚微, 不能对此范围内涌出的瓦斯很好的进行释稀作用, 同时老顶下沉造成此区瓦斯的空间减小, 瓦斯在此聚集造成瓦斯浓度较大。
(3) C为瓦斯稳定区:此区范围为采空区距离工作面10 m以外处, 此区的岩层活动特点为老顶完全垮落, 采空区垮落的岩块已经逐渐被压实, 岩块空隙减小, 使瓦斯的运移能力减弱, 此区处于滞风区, 风速微小, 瓦斯涌出已趋于衰弱对瓦斯的扩散运移作用甚微。致使此范围内瓦斯浓度趋于稳定, 瓦斯浓度值较小。
工作面后方采空区由落煤、垮落岩体和顶板跨落后形成的多孔介质填充而成, 各处煤与岩石在上覆岩层的载荷作用下被压实程度差别很大, 同时各点又处于不同的风压作用下, 各点处漏风风流大小不同。采空区后方距工作面较远处空间的瓦斯在压力作用下, 其中一部分瓦斯会向回风中运移, 直到流入回风巷随风流带走。而在采空区后方深部的瓦斯, 压差作用比较小, 很难克服摩擦阻力, 导致着部分瓦斯的运移速度很慢或者根本无法向回风中运移, 这就是造成采空区瓦斯浓度分布不同的根本原因。
4 结论
(1) 采用现场束管监测的方法, 研究了采空区瓦斯浓度的变化规律。得出从工作面到采空区后方6 m处瓦斯浓度很小且变化不大, 瓦斯浓度在0.8%上下波动;采空区距工作面6~10 m范围, 瓦斯曲线呈上升趋势浓度逐渐增大, 最高达到2.4%;采空区距工作面10 m以外, 瓦斯浓度逐渐减小并趋于稳定, 最终的瓦斯浓度在1.4%上下波动。
(2) 根据现场观测结果对采空区瓦斯浓度的分布状态进行了分区。划分从工作面到采空区后方0~6 m范围为瓦斯释稀区;6~10 m为瓦斯聚集区;10 m以外为瓦斯稳定区, 并分析了采空区后方的瓦斯浓度分布与岩层活动的关系, 得出造成采空区瓦斯浓度分布不同的根本原因。
摘要：通过对采空区顶板覆岩活动及空隙介质特征分析, 采用现场束管监测的方法来测定采空区瓦斯浓度分布。根据现场观测结果进行了采空区瓦斯浓度分布状态分区, 得出采空区后方06 m范围内的瓦斯稀释的区域;610 m范围内的瓦斯聚集区域;10 m以外的范围是瓦斯稳定区域, 并根据这个理论, 本文主要分析了采空区后方的岩层活动和瓦斯浓度分布的关系, 得出造成采空区瓦斯浓度分布不同的根本原因。
关键词：采空区,瓦斯浓度,状态分区,岩层活动
参考文献
[1]钱鸣高, 茅献彪, 缪协兴.采场覆岩中关键层上载荷的变化规律[J].煤炭学报, 2010.
[2]张瑞林, 李东印, 魏军, 等.瓦斯涌出影响因素及其变化特征研究[J].煤炭科学技术, 2005.
[3]王海涛, 徐全伏.高瓦斯综采工作面瓦斯综合治理实践[J].煤炭技术, 2006.
[4]叶青, 林柏泉, 姜文忠.回采工作面瓦斯涌出规律研究[J].中国矿业, 2006.
[5]李树刚.综放开采围岩活动及瓦斯运移[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2000.
[6]王继承, 马占国.浅埋煤层厚硬顶板破断与冒落的数值模拟[J].矿山压力与顶板管理, 2010.
[7]许家林, 钱鸣高.覆岩关键层位置的判别方法[J].中国矿业大学学报, 2000.
采空区瓦斯运移规律的探索 篇2
1 采空区瓦斯形成的原因
在煤炭综采高强度的生产作业过程中, 瓦斯的大量涌出在所难免。而且由于综采面采高大、走向长度长, 形成大面积的采空区, 这也是瓦斯大量聚集的场所。所以在综采技术实施过程中, 经常会造成工作面和回风流瓦斯超限。而随着开采强度的加大, 煤层中的瓦斯含量也会随之增加, 同时回采工作面的瓦斯涌出量升高, 当采空区瓦斯涌出到一定程度时, 煤炭开采作业就必须停止, 这给煤炭综采作业带来了不可估量的危险性, 为国家的煤炭产业造成巨大的经济损失。
2 采空区瓦斯的来源
根据瓦斯流体的形态情况来看, 其最初与煤层岩石两者之间处于平衡。其平衡形态是大自然千百年所形成的, 但是, 当人类进行煤炭开采的时候, 是要对大自然中的煤炭层采取人为强制的手段进行开采, 在开采的过程当中, 由于现代人类开采技术和开采设备在工作中的广泛应用, 随着开采工作的开展, 必然会造成煤层中围岩及其顶面的部分煤层造成脱落的现象, 造成一定的安全威胁, 这就是我们通常所说的煤层空采区。现代开采设备及技术对煤层空采区的上部造成了一定程度的损坏, 导致其上部围岩和煤层等方面造成一定的变形、坍塌等情况, 严重的甚至会出现裂缝。这就破坏了原始的煤层、岩层和瓦斯流体的生态平衡, 使其失去了大自然中最原始的形态。当煤层的空采区一旦出现裂缝或者是裂纹的情况, 就会造成瓦斯在其围岩或者煤层变形的位置流窜, 这就是瓦斯涌出。采空区内瓦斯涌出的能量一般来源于气压差, 也就是说因为当煤层遭到一定程度的下沉、破坏等情况, 其煤层深处的瓦斯常年处于高压的状态, 当施工人员所处的煤层为低压状态, 这就导致高压瓦斯为了保证其平衡的状态不断地向低压出涌入。
施工人员进行煤层开采工作的时候, 其回采工作层面会存在各种各样瓦斯涌出的情况。其中较为重要的几点为:采空区煤层的煤壁瓦斯造成涌出情况, 同时还存在着采空区其自身的瓦斯涌出情况, 其最后一点也是最重要的一点为落煤造成瓦斯涌出的情况。在此基础上, 采空区出现瓦斯涌出的情况又可以细分为几种, 即采空区的煤层围岩出现瓦斯涌出情况, 同时还有采空区中未开采的煤层面出现瓦斯涌出的情况, 排除这些还包括两种为回采和邻近层两种瓦斯涌出情况。由此可见在采空区产生瓦斯不但量大而且来源途径也很多。
3 采空区瓦斯运移规律
3.1 瓦斯运移特征
随着我国经济水平的不断提升, 我国各行各业对于煤炭的需求量呈逐年上升的趋势, 这使得我国对煤炭开采和采空区两方面的开采工作范围越来越大。采空区顶板岩石由于开采破坏而出现的冒落, 使得采空区形成了空隙介质特性, 这些空隙正是瓦斯扩散入采空区的直接途径。而采空区的煤炭和煤柱是释放瓦斯的源头。当综采采动在上下邻近层进行开采作业时, 这里的瓦斯也会不断地向采空区运移, 所以此时采空区会积存来自各方的大量瓦斯, 这些瓦斯会随着工作面的通风口遗漏到采空区以外的地面, 并在工作面回风隅角形成高浓度的瓦斯区域。这片区域也被煤炭行业称为煤炭开采的“危险区域”, 因为大量的瓦斯很容易引起矿井的爆炸和火灾。
3.2 瓦斯运移
为了开采工作的顺利进行, 研究采场内瓦斯运移规律, 对提高采场的瓦斯抽放率从而减少瓦斯事故非常关键。由于采场中的工作面需要一定的通风, 一部分风流会通过工作面进入采空区, 这股风流就叫作采空区漏风风流。这部分进入采空区的风流会形成采空区内外的三种气体流动形态:空度因子、采场汽提流动方程和动力弥散方程。
根据流体力学中角度属于多连通空间区域的流体流动问题, 采用空度分布函数实现不连续空间区域的方程, 其空度因子为:空度f=f (x, y, z) 。所谓空度是指在煤炭层的开采中其流体的流通区域大小空间, 在其整个煤炭层开采中的积分区域整体中所占据的比例大小, 并且其f值处于不同的空间位置能够对其采取与之相关的不同数值。同时在整个计算的过程当中, fv表示计算数值中的体空度, 其具体含义为, 在网格中其气体的大小面积在整个网格体积中壁值, 为了确保计算数据的准确性, fv所取数值一般在零至一之间。如果网格内只有气体, 那么fv=1;如果网格内只有固体, 那么fv=0。如果网格内既有固体也有气体, 那么0<fv<1。
按照渗流力学的方法来计算瓦斯的运移规律最为常见。其主要运算内涵即为将采场作为流通渗透的整体空间, 在其空间内部进行空度因子的相关操作, 即将其引入, 并且在操作的过程中要保证渗流空间的空隙介质等方面保持其自身守恒。推算出气体流动方程为:
在上述方程中, ui、uj是渗透速度分量;gi是加速度分量。P是气体压力, μ是动力黏性系数, Fi是瓦斯流动阻力。
根据相关调查显示, 在瓦斯进行流动或者流窜的过程中, 其所呈现出来的是一个三维流动的弥散动态情况。瓦斯随着工作面通风口形成的漏风风流进行流动, 它既有平均流速的纵向散布也有垂直于平均流速的横向散布。一般来说, 瓦斯流动的不同特点其所形成的弥散状态也是不相同的, 通常这种瓦斯通过横纵流向进行流窜的情况就被称为瓦斯机械弥撒, 这种弥散情况大多数都在其弥散的过程中都会使一定对流物质产生迁移的情况。
当瓦斯在采场中运移时, 瓦斯一般都是其独立自行的进行扩散, 并且其与正常的化学气体存在一定差异, 一般情况下不会与其他气体发生任何的化学反应与化学变化, 所以在一定程度上来说瓦斯的弥散程度是不大的。这是因为机械弥散起到了主要作用, 它抑制气体分子在采空区中的扩散效应。通过对瓦斯运移的情况进行分析, 探索其自身规律, 针对瓦斯的流动情况, 在其流动中只对瓦斯的机械弥撒进行具体分析, 所以, 流体在岩层缝隙孔间等介质中的流动, 产生对流扩散和机械弥散遵循了Fick扩散定律:J=-Dgard C。在此公式中, 它遵循了瓦斯气体在岩层孔隙中流体动力的弥散规律, 其中D为扩散系数。而根据质量守恒定律和流体动力弥散定律, 瓦斯在采场中运移的动力弥散方程就是:
其中C是采空区内瓦斯的质量浓度;Dij是动力弥散系数的9个分量;Ui就是平均流速向量的分量。
4 瓦斯治理实例分析
4.1 矿井概况
何庄矿位于洛阳市东南的半坡乡境内, 矿井西邻大郭沟断层, 与宝雨山矿及大郭沟矿相邻。矿井煤层抗碎强度低、化学反应性中等、热稳定性和通风良好。根据何庄煤矿的勘察结果发现矿井煤层中含有最大值达到27.22m3/t的瓦斯, 需要通过卸压保护工作面并抽采瓦斯的方法来保证采空区的施工安全。
4.2 具体操作
本次试验操作选取了何庄矿的11030工作面保护层开采的相关数据, 对它的工作面和采空区进行考察, 这其中包括瓦斯压力、煤层透气性系数、抽采钻孔瓦斯流量和浓度等参数, 从而确定保护范围。
一7煤位于二1煤层下部, 距二1煤层底板20m-25m, 一7煤顶板为L7灰岩, 灰岩厚度在7m-10m。11030工作面主采二1煤, 二1煤层走向260°-267°, 倾向350°-357°, 倾角22°-28°, 平均25°, 煤厚1.08m-10.2m, 平均4.1 m。11030保护层主采一7煤, 一7煤层走向259°-268°, 倾向349°-358°, 倾角21°-29°, 平均26°, 煤厚0.3 m-1.1 m, 平均0.7 m。11030底抽巷底板沿L7灰岩顶板掘进。
首先进行被保护煤层的卸压工作。由于被保护层受到采动影响而产生了少量的裂隙和膨胀变形。卸压煤层会对被保护煤层起到保护效果, 造成煤层瓦斯的吸解。当对煤层进行穿层钻孔时, 煤层裂隙中的高浓度瓦斯也会被卸压从而流量增加。这时需要通过测定保护层煤层内的瓦斯压力, 通过钻孔抽采瓦斯的方式, 判断卸压的范围和瓦斯运移的规律。此次对11030工作面的钻孔设计在保护边界上下里外5m左右, 位于11030底抽巷上的侧抽采孔之间。在钻孔之后, 对瓦斯涌出量进行测量。经测量发现原始瓦斯的涌出量偏低, 在2L/min-10L/min, 此次试验采用了上海煤气公司生产的5L湿式气体流量计进行测量。
对瓦斯的透气和压力进行测量后, 就可以对抽放采空区进行瓦斯的抽采了。瓦斯抽采要选择好基点进行合理的观测, 而为了考虑巷道顶板可能整体下沉, 会将抽采瓦斯用的膨胀变形量钻孔附近1m处分别使用水泥钢钉作为记号。
瓦斯抽采工作完毕后, 要对瓦斯抽采量进行分析, 测试每个阶段瓦斯的浓度比例, 最后达到瓦斯浓度降到安全指标以下的目的。
5 结语
采空区大量的瓦斯来源于人自身对于煤矿的大量采掘。所以在煤炭开采的过程中要确保其开采区域的瓦斯压力及其浓度保持平衡的状态, 并且对其规律等相关方面进行深入的研究, 最终确保综采施工作业的人身安全与财产安全。
摘要：我国煤炭储量极其丰富, 这也促进了煤矿开采设备与开采技术的发展与成熟。为了达到煤炭开采的高产高效, 我国在近些年来大量的增加了集约化矿井的开采与生产。并在淮南、晋城、潞安等矿区实现了一矿一面或一矿两面的先进生产工艺, 但是在矿井瓦斯治理方面还存在一些比较现实的问题。本文主要针对采空区瓦斯形成的原因、来源、规律等各方面进行了分析与论述, 并且进行了实际操作实验, 在实际问题中实践解决问题。
关键词：煤矿,瓦斯涌出,瓦斯运移规律,采空区,综采工作面
参考文献
[1]许满贵, 等.综采采空区瓦斯运移规律及抽采研究[J].湖南科技大学学报 (自然科学版) , 2010, 25 (2) .
[2]张兴华.综采工作面采空区瓦斯运移规律及其应用[D].辽宁工程技术大学, 2002.
采空规律 篇3
华苑公司位于灵石县两渡镇,井田面积为5.9 km2,煤种为主焦煤,资源可采储量为1 652万t,批准开采煤层为2-11#,9#煤层均厚1.2 m,10#煤层均厚4.2 m,属瓦斯矿井,煤尘均具有爆炸性,为自燃煤层。矿井主采煤层为9号煤和10号煤层,属于近距离煤层。9201和10201工作面为矿井首采面,上下联合外错布置,10201工作面在9201工作面正下方,层间距为5.28 m,前后错距30~40 m,两工作面均为综采1次采全高。由于9号煤层顶板岩层为石灰岩,不易垮落,垮落后产生大量裂隙,10号煤层与9号煤层之间为泥岩和灰质页岩,岩层强度硬度相对较小,容易破碎。开采10号煤层时,破裂带正好可以切穿两层煤之间的岩层,形成漏风通道。并与10号层煤体形成漏风通道。
2近距离煤层采空区自燃发火规律
近距离煤层在回采过程中,由于上下煤层间距较小,煤层开采时受采动影响比较大。在下部煤层开采过程中,受矿压影响,下部煤层顶部岩体垮落产生大量裂隙,使得冒落带和裂隙带中的裂隙成为空气渗流的主要通道,上部煤层供氧充分;而且在下部煤层开采过程中,顶部岩层垮落,保护煤柱被压酥破坏,产生大量裂隙,也会产生大量漏风通道,容易引起保护煤柱自燃。
2.1综采工作面切眼自燃火灾较多
近距离煤层采空区煤柱受采动影响,下部煤层开采过程中,顶部岩层垮落,下部煤层保护煤柱被压酥破坏,产生大量裂隙,会形成漏风通道,增加采空区煤柱自燃的危险性。因此,综采工作面切眼、停采线采空区煤柱易发生自燃火灾。
2.2回采期间存在采空区两道煤炭自燃火灾威胁
综采过后,巷道两端头支架处会留有大量遗煤。并且这些煤在回采过程中会氧化蓄热升温,随着时间的推移,使得采空区巷道两侧的遗煤温度相对其它地点较高,煤的自然发火期缩短,若工作面推进速度较慢,很可能会发生采空区遗煤自燃。
2.3采空区自燃高温区域范围大且隐蔽
综采面采空区留有大量浮煤,在供氧的条件下,煤氧作用热量逐渐积聚,煤的热容比较大,发生自燃时煤温己经很高,高温煤体的体积也很大,这时煤体内部及围岩聚集了大量的热。煤体自燃后高温火点逆着风流流动,而采空区为开放式漏风,漏风源漏风汇难以确定,其漏风分布及规律复杂,高温点速度发展迅速,高温火源位置难以准确定位。
3 10201工作面采空区自燃“三带”的测定
3.1采空区自燃“三带”观测
为摸清井田内10#煤层自然发火规律,进行综采工作面采空区“三带”观测。采用的方法是在采空区预埋束管采样器,检测采空区内氧气成分随工作面推进度变化情况,根据所测的气体浓度来确定出“三带”的范围。因两回采工作面为近距离联合开采,为此两个工作面采空区在不同错距下的“三带”宽度不同,本次测定是在两工作面前后错距在30~40 m时进行的。
3.2“三带”测试系统布置
在工作面进回风顺槽分别布置3根束管,每根束管接1个采样器作为1个采样点。采样点间距为6 m。当采样点进入采空区后开始对其进行取样分析,当采样点氧气浓度低于5%时,该点作废。采空区内采样点由外向里依次为1#、2#、3#。通过人工检测气体浓度分析划定其宽度。
3.3测定结果分析
根据O2浓度划分的自燃“三带”范围,一般是:散热带的O2浓度>15%;自燃带的O2浓度为5%~15%;窒息带的O2浓度<5%。
综合分析进风测点观测数据,进风侧测点在埋入采空区19 m时,O2浓度降到15%,测点在埋入采空区44.4 m时,O2浓度降到5%,进风侧氧化带的宽度为25.4 m。回风侧测点在埋入采空区10.4 m时,O2浓度降到15%,测点在埋入采空区37.4 m时,O2浓度降到5%,回风侧氧化带的宽度为27 m。
3.4回采工作面月最小推进速度的确定
设自燃带的最大宽度为L1+L2(散热带宽度+自热带宽度),工作面的推进速度为V,自然发火期为t S,当:t S≤(L1+L2)/V时,说明自燃带内有ΔL=L1+L2-Vt S宽度存在时间超过自然发火期,有自燃危险。由此可见,采空区遗煤自燃与否主要取决于工作面的推进速度和自燃带最大宽度L1+L2(m)。
工作面的月最小推进度应为V≥(L1+L2)/t S。工作面月最小推进度为V≥37.4/2.3=16.26 m
4结语
1)通过采用埋测气束管对采空区进行氧气浓度变化进行观测,找出了华苑煤业10201工作面采空区三带分布情况。最后提出了确保10201工作面安全回采的防灭火措施,建立了近距离煤层开采自燃火灾综合防治体系。
2)在工作面回采过程中,要加强指标气体预报和漏风检测,一旦发生有自燃现象显现,采用注浆、注氮、阻化剂相结合的方式进行防灭火。
摘要：近年来,近距离易自燃煤层在回采过程中发火次数明显增多,煤层自燃火灾事故是煤矿的主要灾害之一,严重威胁煤矿的生产安全。太原煤气化公司华苑煤业公司9201工作面与10201工作面属于近距离联合开采,煤层均具有自燃倾向性。准确测定采空区煤层自燃“三带”,找出漏风分布规律,给出工作面回采最小安全推进速度,掌握近距离煤层自燃发火规律,对指导华苑煤业公司矿井防灭火和安全生产具有极其重要意义。
采空规律 篇4
为了探求采空区瓦斯流动及分布规律, 目前可采用的研究方法有现场实测、模型试验、数值模拟等。很显然, 数值模拟方法相对于前两种方法具有较大的优势与先进性。但是, 数值模拟存在一个关键的问题, 即模拟结果的可靠性。现针对此问题进行初步的探讨。
1 理论基础
CFD模拟研究是为了得到流体流动控制方程的数值解法, 其基础是建立Navier-Stokes方程, 对质量和动量的守恒方程进行求解。在研究中, 采空区可以简化为多孔介质, 相对于标准的流体流动方程, 附加了动量源进行模拟[1,2,3]。此源由粘滞损失和惯性损失两部分组成。如果忽略对流加速度和扩散, 可用Darcy定律简化多孔介质模型:
式中, p为静压力, μ为分子粘度;α为渗透率;v为速度。
采空区气体运移的主控因素有浓度、热梯度造成的分子扩散, 以及由于压力梯度造成的粘性流或质量流。根据Fick定律, 扩散微分方程如下:
式中, ji为第i种气体的扩散流量;ρ为密度;DiT为热扩散系数;Din为混合气体的扩散系数;Xi为气体i的质量分数;T为温度。
在非稀薄的混合气体中, 可按下式计算:
式中, Mi为气体i的分子量;Mmix为混合气体分子量;Dij为对气体j中的气体组分的二元的质量扩散。
建立了采空区瓦斯流动模型的基本方程, 在确定模型的边界条件后, 可以运用数值解法求解即可得到采空区瓦斯流动及分布规律[4,5,6,7]。
2 分析模型及边界条件
2.1 K8206大采长综放面概况
阳泉三矿位于沁水煤田的东北边缘, 主采煤层为15#煤层。大采长K8206综放面即布置在15#煤层606水平的扩二采区, 工作面倾斜长252.2 m, 走向长1 579 m。绝对瓦斯涌出量0.8 m3/min, 相对瓦斯涌出量10.2 m3/t, 属于高瓦斯工作面。
通风方式为“U+尾巷抽出式”, 尾巷沿15#煤层顶板布置, 与回风巷的水平距离为20 m。采用走向高抽巷抽放上邻近层卸压瓦斯, 高抽巷基本沿11#煤层底板布置, 距15#煤层顶板50～80 m, 与回风巷水平距离为60 m。采用综放一次采全高的开采方法, 采高为2.8 m, 顶板管理采用全部垮落法[3]。
2.2 分析模型及边界条件
模型设计参数如下:计算区域为长252.2 m、宽110 m、高70 m的六面体。采煤工作面的体积为3m×4.5m×252.2m, 进、回风顺槽的体积为3m×4.5 m×10 m, 内错尾巷的体积为2 m×2 m×20 m, 内错尾巷相对工作面回风顺槽的水平距离为20 m, 垂直距离为5.85 m, 高抽巷的体积为2 m×2 m×20 m, 高抽巷相对工作面回风顺槽的水平距离、垂距为60 m。利用GAMBIT建立工作面三维模型, 将坐标原点定在模型低面左后侧的顶点, 如图1所示。
进风顺槽的面边界设置为VELOCITY-INLET, 回风顺槽、内错尾巷的边界设置为OUTFLOW, 将采空区设置为多孔介质区域。
欲对采动裂隙带的瓦斯浓度场进行数值模拟, 必须对采动裂隙带的多孔介质的渗透率e与瓦斯源相赋值。在FLUENT中:
式中, Dm为平均调和粒径, 取0.014～0.016 m;n为多孔介质孔隙率, 采空裂隙带内破碎煤、岩的碎胀系数在1.1～1.57之间[6]。
经计算, 压实区及采空裂隙带内n、e的取值如表1所示。
3考察标准
针对现场采用的U+尾巷型通风方式, 高抽巷抽采采空区和邻近层瓦斯的条件下的模拟结果建立了3条考察标准。
(1) 工作面在从进风巷到回风巷的倾向上瓦斯浓度分布呈逐渐升高的趋势。
(2) 工作面采用“U+尾巷型通风方式”, 高抽巷抽采采空区和邻近层瓦斯的条件下各条巷道的风量及瓦斯浓度值, 将数值模拟结果与之对比, 算出模拟数值的误差。
(3) 相关资料表明[1,2], 采空区的离层区内风流流态为紊流与过渡流并存, 压实区内风流流态为层流。采空区多孔介质内风流流态用雷诺数Re来判别。
式中, V为多孔介质内风速, m2/s;e为多孔介质渗透率, m2;v为运动粘性系数, 井下风流取14.6×10-6m2/s;Dm为取平均调和粒径, 取0.014～0.016 m。
试验表明, Re≤0.25为层流状态, 0.25
如果模拟结果与上述3条标准的误差满足工程要求, 则认为模拟结果是正确、可信的。
4 误差分析
(1) 工作面倾向上的瓦斯浓度分布规律如图2所示。图中, Y轴表示瓦斯浓度, 范围为0～1.4%;X轴表示工作面倾向长度, 范围为0～250 m。工作面的回风口在0处, 进风口在250 m处。
由图2中可以看出, 在工作面进风口处, 瓦斯浓度为0, 在工作面回风口处, 瓦斯浓度为1.2%。从进风口到回风口, 工作面的瓦斯浓度是逐渐升高的, 这与现场的情况是吻合的。在距离回风口10 m范围内, 工作面的瓦斯浓度有陡然升高的趋势, 分析其原因, 主要是采空区向工作面的漏风中带入了采空区高浓度的瓦斯。
(2) 图3描述了各个巷道中心线上的风速, 图4描述了各个巷道中心线上的瓦斯浓度。
将FLUENT中的数据导入EXCEL, 并整理如表2所示。
从各个巷道的风速来看, 模拟数据与现场的实测数据误差较小, 均在10%以下。从各个巷道的瓦斯浓度来看, 回风巷的模拟数据与现场数据的误差较小, 为6%, 内错尾巷与现场的数据误差较大, 为59.2%, 高抽巷瓦斯浓度的误差为25%。
(3) 图5、6分别描述了采空区中心压实区、离层区的风速。
由图5、6可知, 压实区风速范围为0.9 e-5～1.3 e-3 m/s, 离层区的风速范围为2.5 e-3～2.4 e-2 m/s。由公式 (5) 计算得出采空区压实区与离层区Re的范围分别为7.63e-3～5.28e-5和1.22e-1～1.17e+2。由此可知, 采空区压实区的风流流态为层流, 离层区风流流态为紊流与过渡流。
5 结论
以阳泉三矿K8206综放面为模型, 利用CFD数值模拟软件对其采空区瓦斯分布及流动规律进行了数值模拟研究, 建立了3条考察标准对模拟结果进行了误差分析, 分析结果表明, 采用CFD数值模拟的结果是可靠的, 与现场的实测数据是接近的, 其结果能够满足数值分析的要求。内错尾巷及高抽巷瓦斯浓度与现场实测数据的误差较大, 究其原因为采动裂隙带 (多孔介质的渗透率) 与瓦斯源相赋值存在一定问题, 可作进一步改进。
参考文献
[1]淮南矿业 (集团) 有限责任公司, 煤炭科学研究总院重庆分院, 澳大利亚联邦工业科学院.地面钻井抽放采动区域瓦斯技术研究[R].重庆:煤炭科学研究总院重庆分院, 2006
[2]凌志迁.大采长综放面瓦斯运移规律的数值模拟研究[D].徐州:中国矿业大学, 2008
[3]凌志迁, 杨胜强, 王义江, 等.双尾巷治理超长综放工作面瓦斯的试验研究[J].煤炭科学技术, 2008 (2)
[4]王福军.计算流体动力学分析[M].北京:清华大学出版社, 2004
[5]丁广骧.矿井大气与瓦斯三维流动[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1996
[6]李宗翔, 海国治, 秦书玉.采空区风流移动规律的数值模拟与可视化显示[J].煤炭学报, 2001, 16 (1) :76-80
采空规律 篇5
关键词：浅部小窑水,钻孔,探放
自上世纪80 年代初, 一些小煤矿为了争夺资源, 谋取经济利益, 竟相越界开采相邻煤矿的煤层, 或违规开采保护煤柱, 历时多年的开采, 现多数矿井处于停产待关闭状态。由于多数矿井属于90 年代末资源整合矿井, 如资料不全, 盲目进入积水老空区, 会导致突水、淹井以及人身伤亡事故, 必须对小煤矿进行水害隐患调查, 采取有力措施, 确保矿井安全生产。
1 矿井概况
香山矿于1958 年兴建, 前身是平顶山市香山煤矿, 2003 年5 月27 日被平煤集团公司收购重组。经过多次改扩建及产业升级改造, 2012 年矿井核定生产能力100 万吨/ 年。上世纪末, 香山矿周边小煤矿星罗棋布, 矿井西边界有丁楼村东方及宏九煤矿、东部边界有宝丰县金鑫煤业有限公司 (该矿井为德源矿和建设矿整合而成) 、矿井南边界宝丰县运通煤业有限公司。在当时多为不规则开采, 且多数矿井处于浅部, 随着矿井退出关闭力度的加大, 处于井下停风停电状态的宝丰县金鑫煤业有限公司矿井内存有大量积水, 给香山矿造成一定的水害隐患, 为此编制了探放水设计及安全技术措施。
2 探放水设计
己组东翼进风巷沿煤层施工, 二一煤层底板为寒武系灰岩, 局部含水, 己组东翼进风巷车场附近有一寒武系水文观测孔, 水位标高-230m , 且该巷附近沿灰岩施工有己组东翼轨道下山 (无涌水) , 所以不受顶板及底板灰岩水的威胁。东段采用锚喷支护, 巷内内施工有, 巷内涌水自流排水沟自流至井底三环水仓。巷道上部为金鑫矿 (金鑫矿水文地质类型为复杂型, 矿井正常涌水量3m3/h) 。据实测资料显示, 预测金鑫矿己组回风大巷、己组皮带巷、己组皮带下山存有积水, 给已完工的香山矿己组东翼进风巷造成一定的水害威胁。根据老空积水空间形态和煤矿防治水相关规定, 决定在香山矿己组东翼进风巷对上述三个积水区域进行探放, 要求在每次探放水前, 应对己组东翼进风巷排水沟内的杂物进行清理, 保证涌水自流至三环水仓。该探放水工程设计布置3个钻场, 分别布置在己组进风大巷内:1号钻场布置在32 导线点附近, 钻孔所承受最大水头高度为24m , 主要探放金鑫矿己组回风大巷积水, 预计探放积水量3000 m3;2 号钻场布置在31导线点附近, 钻孔所承受最大水头高度为14m , 主要探放金鑫矿己组皮带运输巷积水, 预计探放积水量1700 m3;3 号钻场布置在27 测点附近, 钻孔所承受最大水头高度为14m , 主要探放金鑫矿己组皮带下山巷积水, 预计探放积水量746m3。
3 钻探设计参数
根据煤矿防治水规定得出探水线的超前距为28m , 本次设计超前距按30m留设;该探放水工程选用煤矿专用探水钻机实施探放水, 钻机在煤层中额定钻探深度为90m ;本设计3 个钻场, 9 个钻孔, 累计孔深294m , 固管方式采用水泥固管, 钻孔耐压时间30 分, 终孔应穿透积水区域2m (过采空区) ;每个钻场首先施工2 号钻孔 (每组钻场的中间孔) , 1、3 号钻孔根据2 号孔实际钻透情况, 施工参数再做相应调整;每次探放水钻孔开孔位置均在己组东翼进风巷上部, 距巷道顶板1.0m处, 终孔分别位于金鑫矿己组回风大巷、己组皮带巷、皮带下山最底标高位置。
4 单孔设计
采用一级套管二级孔径结构, 套管长度10m 。套管外口焊接高压法兰盘, 法兰盘外连接装压力表, 短节外接高压闸阀。
1) 开孔用110mm钻头钻进, 钻进至10.5m后下入直径89mm套管10m , 并用破布、麻绳或海带等固定套管后, 采用水泥注浆加固。2) 固定套管后, 孔口外安装不低于1Mpa的高压闸阀, 接通高压水试压, 试压压力必须达到0.5Mpa延续时间不小于30min。试压过程要有详细记录, 并检查套管外及其周围煤壁的情况, 如发现有渗水、跑水现象要停止试压, 重新固定套管, 直至试压合格。3) 试压合格后安装测压表、高压阀, 改用直径75mm的钻头继续钻进至终孔。4) 钻进中要做好简易水文观测工作, 如出水、掉钻、钻深等要认真记录。
5 探放水期间的安全技术措施
1) 维修队编制施工安全技术措施 (报地测科一份) , 并贯彻学习, 施工人员应了解本次探放水的目的和要求掌握操作规程和施工安全措施, 熟知避灾路线和应急措施。
2) 钻场应避开断层或松软岩层, 不可避免时, 必须加强钻场及其附近段的巷道支护, 即钻场支护和通风符合安全技术规定》。
3) 钻机要安装牢固, 以免钻机震动后改变原钻孔方向和角度, 造成废孔而达不到钻探目的。
4) 在距离钻场附近 (15m范围内) 安装一部能够直通调度室的电话。
5) 钻机各转动部分要安装安全防护罩, 电机要设置合格的接地线和防水罩, 钻工及现场人员要扎紧袖口, 衣裤, 穿绝缘胶鞋等。
6) 每次探放水前, 应对己组东翼回风巷排水沟内的杂物进行清理, 保证涌水及时自流至三环水仓。
7) 钻孔方位、倾角由测量人员和防治水人员现场确定。设计钻孔位置一般不得改变, 若特殊情况需变动孔位时, 须经地测科同意。
8) 在钻场附近、己组东翼轨道下山附近备足施工拦水坝的黄泥, 严防涌水增大时流入-420 水平。
9) 探放水前要对套管进行耐压实验, 压力不得少于0.5Mpa, 测压时间不得小于30min, 在试压过程中若出现钻场四周或套管周围渗水, 孔口管松动等异常现象, 必须重新固管, 直至试压合格。
10) 配一名专职瓦斯检查员, 随时测量瓦斯及其它有害气体浓度。瓦斯探头应挂在钻孔附近5 米范围内, 瓦斯检查员在探前、探后要进行气体测量, 若检测到瓦斯或其它有害气体超标时, 必须立即停止打钻, 切断电源, 撤出人员, 并报矿调度室, 待采取措施排除有毒气体后, 方可继续施工。
11) 当钻孔在钻进过程中出水, 且水压、水量较大;钻孔漏水且出现卡钻, 无法继续钻进;孔深达到设计深度;遇到其它突发情况, 可视为终孔。
12) 放水时维修队要经常观察钻孔中的出水情况, 并记录水量、水压, 以便确认放水量。遇有水流突然变化时, 应立即报告, 突然断水要捅孔3~5 次, 当水流变大时, 要通知水文地质人员分析增大原因, 然后采取相应措施。
13) 探放水期间, 维修队要安排专人跟班, 落实各项安全技术措施, 确保不对钻场以外区域构成水害威胁。
6 结束语
采空规律 篇6
关键词：Y型通风系统,采空区,沿空留巷,瓦斯运移
近些年,我国综放采煤方法得到了快速发展,但工作面高瓦斯涌出一直是制约综放工作面安全、高效生产的主要因素。澳大利亚Balusu,Wendt和Ren,T.X.使用CFD技术对立井抽放下以及不同工作面通风情况的采空区瓦斯分布进行了模拟[1,2,3];国内王凯对J型通风综放采空区流场与瓦斯运移进行了数值模拟[5];胡千庭对采空区瓦斯流动规律的情况进行了模拟[6]。治理综放开采瓦斯问题主要可采取三个方面的技术措施,即加强通风,加强瓦斯抽放以及综合通风与瓦斯抽放[7],其中加强通风式解决综放面高瓦斯涌出的最基础和最直接的手段,本文以15120高瓦斯综放工作面为例,采取沿空留巷的Y型通风方式,并在沿空留巷的回风巷中打钻孔抽放瓦斯,从而减少上隅角的瓦斯聚集,合理的降低工作面的瓦斯,有利于安全生产。
1 15120工作面基本情况
15120工作面煤层厚度2.5m左右,煤层倾角约为7°,瓦斯绝对涌出量最大33.65m 3/min,平均为33.56m 3/min,相对瓦斯涌出量最大为8.19m 3/t,平均为8.17m 3/t。综放面倾向长151m,走向长584m。该区域煤层较厚,赋存稳定,地质构造简单,适合于综合机械化放顶煤采煤。综合机械化放顶煤开采,工作面平均日产量大概为3000t。
2 建立流体模型
2.1 采空区渗流控制方程
将综放面采空区视为煤岩混合体组成的多孔介质空间,由于松散煤体空隙的时空分布不均匀,漏风源和漏风汇难以确定,松散煤体中的漏风流场十分复杂,将采空区内风流看作不可压缩气体在三维空间的非线性渗流,包括紊流、层流、过渡流。所服从的基本方程为非线性渗流方程,即Bachmat方程,达西定律仅仅是Bachmat方程在低速层流状态下的特例。三维非线性渗流定律公式为[1]:
式中:E—渗透率,m 2;
J—压力坡度;
υ—运动粘性系数,m 2/s;
Dm—平均调和粒径;
V—采动裂隙椭抛带的风速,m/s;
n—采动裂隙椭抛带的孔隙率;
V—渗流速度,m/s;
g—重力加速度,9.81m/s2;
β—多孔介质粒子形状系数。
根据质量守恒定律和流体动力弥散定律,瓦斯在采场中的动力弥散方程为:
式中:c—采空区内瓦斯的质量浓度;g/m 3;
Dij—动力弥散系数的九个分量,m 2/s;
ui—平均流速向量的分量,m/s。
2.2 采空区孔隙率及渗透率
采空区漏风强度和煤体蓄热条件都与孔隙密切相关,但严格说采空区孔隙率应分为二部分考虑:一是松散煤体的孔隙率;二是垮落顶板的孔隙率。松散煤体孔隙率主要影响煤体内部氧的渗透和分布、高温点的深度,垮落顶板的孔隙率主要影响煤体表面散热的快慢和漏风强度。随着工作面向前推进和时间的推移,采空区的空隙率随时发生变化。一般而言,顶板岩层越坚硬,空隙率越大;矿压越大空隙率越小;作用时间越长,孔隙率就越小,反之就越大[8,9,10]。孔隙率为:
式中:Kp—岩石及煤的碎胀系数。
由Blake-Kozeny公式[4],多孔介质的渗透率e为:
式中:Dm—平均调和粒径。
2.3 U型通风工作面采空区模型的建立和边界条件分析
模型的坐标原点为模拟回风巷矩形的中心点,即图1中左边坐标系原点所在位置,x轴由回风端指向进风端,y轴指向顶板,z轴沿着回风巷风流方向。
U型通风工作面进风为速度进口,风量为800m 3/min;Y型通风工作面两进风均为为速度进口,风量分别为600m 3/min,200m 3/min。气体成分的体积分数为甲烷CH4为0.4%,氧气为21%,其余为氮气。一般数据参数设置见表1。
3 采场数值模拟分析
3.1 U型通风采场瓦斯分布规律
3.1.1 工作面倾斜方向瓦斯浓度分布规律
(1)在距工作面较近的采空区内由于风流流动方向是从进风侧向回风侧,瓦斯呈现向回风侧运移的趋势,瓦斯浓度逐渐增大。在上隅角和回风巷则成为整个工作面瓦斯浓度较高的区域。
(2)由图2可以看到:在工作面的回风端瓦斯浓度梯度较大;在工作面进风端瓦斯梯度较小。这主要是由工作面漏风的情况决定的。工作面回风端瓦斯浓度梯度的增加主要是来自采空区气体的流入。
3.1.2 采空区瓦斯浓度分布规律
采空区瓦斯浓度分布规律见图2。从水平方向上看,瓦斯从下隅角往其采空区对角浓度逐渐升高,离工作面越远浓度越大。在采空区内的瓦斯浓度最高区域也是整个采场的瓦斯浓度最高区域,此区域成为实际工作中采空区瓦斯抽放的理想地点;从纵向上看,由于在靠近工作面的采空区上部渗流速度很小,形成一个相对较高浓度的瓦斯区域,这是高位水平抽放瓦斯针对的高瓦斯浓度区。
3.2 Y型通风采场瓦斯分布规律
3.2.1 Y型通风工作面倾斜方向瓦斯浓度分布规律
(1)在距工作面较近的采空区内由于风流流动方向是从进风侧向回风侧,而在Y型通风方式下,由于两条进风巷的风压不同,使得上隅角和回风巷的瓦斯浓度较低,但是瓦斯浓度较高的区域向采空区深部运移的趋势。
(2)由图3、图4和图5可以看到:在工作面的进风巷的瓦斯浓度不一样,这主要是由于两侧风压比例不同决定的,靠近进风压力大的一侧瓦斯浓度梯度较小;工作面瓦斯浓度地主要是Y型通风良好的方式决定的。
3.2.2 Y型通风采空区瓦斯浓度分布规律
采空区瓦斯浓度分布规律见图3。从水平方向上看,瓦斯从上隅角往其采空区中部浓度逐渐升高。在采空区内的瓦斯浓度最高区域也是整个采场的瓦斯浓度最高区域,从纵向上看,由于在采空区深部的瓦斯浓度偏大,这主要是由工作面漏风的情况决定的,此处附近形成一个相对较高浓度的瓦斯区域,为此成为实际工作中采空区瓦斯抽放的高瓦斯浓度区。
3.3 Y型通风和U型通风比较
工作面通风为U型通风系统,该方式巷道布置简单,巷道便于维护,由于其瓦斯流场的特殊性,瓦斯易在上隅角出现积聚现象,常造成工作面上隅角瓦斯浓度超限,给工作面的安全生产一定隐患。
工作面Y型通风方式需要采空区留设一条巷道,巷道的充填、维护工作量较大,但优点较多。两种通风方式的不同,造成采空区瓦斯流场及分布规律不同,两种通风方式采空区瓦斯流场分布见图6所示。相比U型通风,Y型通风方式有以下优点:
(1)由于采空区瓦斯涌入回风巷(岩巷留巷)中,很好的解决上隅角瓦斯浓度超限问题;
(2)工作面风巷和顺槽都处于进风流中,改善了作业环境;
(3)实行沿空留巷可提高煤炭资源的回收率;
(4)工作面实行无煤柱开采,扩大了卸压范围,同时消除了应力集中区域;
(5)工作面通风量相应增加,风排瓦斯能力增强,还可有效控制工作面温度。
4 结论和建议
(1)在工作面瓦斯涌出量较大时,U型通风已经不能满足通风要求时,根据现场的特点,可选用不同的通风系统,采用Y型通风系统降低采空区、回风巷和上隅角瓦斯浓度。
(2)对Y型通风采空区流场的数值模拟结果表明,工作面沿线漏风流方向均指向采空区内部,采空区内漏风流又全部汇入排瓦斯专用巷而无向上隅角的漏风,因此消除了常规U型通风条件下由于采空区瓦斯在上隅角集中涌出而导致的瓦斯超限隐患,上隅角瓦斯问题得以有效解决。
(3)Y型通风条件下,采空区瓦斯随漏风流经回风巷连续排出,避免了采空区后部高浓度瓦斯聚集现象,应针对不同工作面条件,具体分析和掌握其采空区流场和瓦斯运移的变化规律,以便更好地运用Y型通风及其调控技术,特别是进风巷的比例问题。
(4)采用CFD模型模拟Y型通风系统下瓦斯流动规律,可为采空区的瓦斯抽采设计提供依据。
(5)通过风排瓦斯解决工作面、上隅角和采空区瓦斯超限,但是对于高瓦斯工作面来说,采用综合的瓦斯立体抽采方法是最理想和最直接的治理的手段。根据很多矿的综放面抽采经验,采用工作面Y型通风综合瓦斯治理实践和沿空留巷立体抽采卸压瓦斯相结合手段,成功地消除煤层的煤与瓦斯突出危险性,降低了煤层瓦斯含量,使高瓦斯突出危险煤层变为低瓦斯无突出危险煤层,保证工作面高效高产。
参考文献
[1]Balusu,R.,Deguchi,G.,Holland,R.,Moreby,R.,Xue,S.,Wendt,M.&Mallett,C.Goaf gas flow me-chanics and development of gas and Sponcom controlstrategies at a highly gassy mine[J].Coal and Safety.2002,20:35-45
[2]Ren,T.X.,Edwards,J.S.&Jozefowicz,R.R.CFDmodeling of methane flow around longwall coal faces[J].Proceedings of the 6th International Mine Ventilation Con-gress,Pittsburgh,1997,17-22
[3]Wendt,M.&Balusu,R.CFD modeling of longwall goafgas flow dynamics[J].Coal and Safety.2002,20:17-34
[4]Liming Yuan,Alex C.Smith.Numerical study on effectsof coal properties on spontaneous heating in longwall goafareas[J].Fuel,2008,87(15-16):3409-3419
[5]王凯等,吴伟阳.J型通风综放采空区流场与瓦斯运移数值模拟[J].中国矿业大学学报,2007,36(3):277-282WANG Kai,WU Wei-yang.Numerical Simulation ofFlow Field and Gas Transportation in Goaf of Fully Mech-anized Sub-Level Caving Face with J-Shape VentilationSystem[J].Journal of China University of Mining&Technology.2007,36(3):277-282
[6]胡千庭,梁运培等.采空区瓦斯流动规律的CFD模拟[J].煤炭学报,2007,32(7)HU Qian-ting,LIANG Yun-pei,LIU Jian-zhong.CFDsimulation of goaf gas flow patterns[J].Journal of ChinaCoal Society,2007,32(7)
[7]俞启香,王凯,杨胜强.中国采煤工作面瓦斯涌出规律及其控制研究[J].中国矿业大学学报,2000,29(1):9-14YU Qi-xiang,WANG Kai,YANG Sheng-qiang.Study onpattern and control of gas emission at coalface in China[J].Journal of China University of Mining&Technolo-gy,2000,29(1):9-14
[8]丁广骧.矿井大气与瓦斯三维流动[M].徐州:中国矿业大学出版社,1996:77-80
[9]蒋曙光.综放采场瓦斯运移规律三维模型试验及数值模拟的研究[D],徐州:中国矿业大学,1994
[10]屈庆栋,许家林,钱鸣高.关键层运动对邻近层瓦斯涌出影响的研究[J].岩石力学与工程学报,2007,26(7):1479-1483QU Qingdong,XU Jialin,QIAN Minggao.Study on in-fluences of key strata movement on gas emissions of ad-jacent layers[J].Chinese Journal of Rock Mechanics ndEngineering,2007,26(7):1478-1784
采空规律 篇7
1 工程地质条件
22201工作面为鄂尔多斯某矿22煤二盘区大采高综采工作面, 长345.6 m, 走向长约1 400 m, 煤层厚3.7~4.3 m, 开采高度为3.7 m, 平均埋深约85m, 煤层倾角1°~3°。工作面松散层平均厚度约12m, 基岩平均厚度50 m, 松散层较薄, 基岩较厚。22201综采面70%位于12煤房采采空区下, 采空区内煤柱基本未垮塌, 12煤与22煤层间距20.8~25.37 m, 工作面布置176台ZY12000/20/40型支架, 7台ZYD12000/25/50D型端头支架、2台ZYG12000/20/40D型过渡支架。房柱式采空区可根据煤柱的尺寸分为: (1) 房采小煤柱区, 区域宽155m, 煤柱尺寸多为7 m×7 m, 有2块尺寸为20 m×30 m大煤柱, 采硐宽5 m; (2) 房采大煤柱区, 区域宽185 m, 煤柱尺寸多为5 m×40 m, 其中有5块尺寸为5 m×15 m的小煤柱, 采硐宽5 m。
2 矿压观测分析
为了更好地研究房柱式采空区下工作面的矿压显现规律, 在22201工作面取20#、40#、60#、80#、100#、125#、161#、180#支架作为矿压规律研究的8条监测线, 其中20#、40#、60#、80#支架的4条监测线位于房采小煤柱区, 100#、125#、161#、180#支架的4条监测线位于房采大煤柱区。工作面推进方向0~440 m段上方为实体煤, 440~1 400 m段上方为房柱式采空区, 分别取工作面推进方向230~350 m段和634.0~779.4 m段为实体煤下和房柱式采空区下矿压观测阶段。
通过现场观测工作面顶板下沉量、顶板垮落量和片帮量等宏观矿压显现, 并根据工作面液压支架自带的压力传感器PM32记录的支架工作阻力来分析顶板周期来压步距和顶板活动规律。
2.1 实体煤下与房采采空区下矿压显现分析
2.1.1 矿压参数对比
实体煤下和房采采空区下工作面主要矿压参数见表1。
由表1可知: (1) 房采采空区下工作面周期来压步距为18.4 m, 比实体煤下工作面来压步距17.6 m少1.2 m。 (2) 工作面来压前, 房柱式采空区下工作面支架循环末阻力为7 949 k N, 比实体煤下工作面支架循环末阻力6 985 k N高964 k N, 增加13%;工作面来压时, 房柱式采空区下工作面支架循环末阻力为1 0971 k N, 比实体煤下工作面支架循环末阻力9 080 k N高1 891 k N, 增加21%。表明房柱式采空区下工作面围岩矿山压力要比实体煤下工作面围岩矿山压力大。 (3) 房柱式采空区下工作面来压动载系数为1.38, 比实体煤下工作面支架循环末阻力动载系数1.30高0.08, 增加6%, 表明房柱式采空区下工作面动压效应更明显。
2.1.2 矿压显现对比
对工作面来压时房柱式采空区下和实体煤下工作面矿压观测段的工作面顶板下沉量、煤壁片帮量和顶板垮落量进行了详细的跟踪记录, 观测结果见表2。
由表2可知: (1) 与实体煤条件下相比, 房柱式采空区下工作面顶板垮落更为严重。房柱式采空区下工作面垮落平均宽4 508 mm, 比实体煤下工作面垮落宽2 946 mm大1 562 mm, 增加53.0%;房柱式采空区下工作面平均垮落高为173 mm, 比实体煤下工作面垮落高110 mm大63 mm, 增加57.3%。 (2) 房柱式采空区下工作面平均片帮深度为32 mm, 比实体煤下工作面的20 mm大12 mm, 增加60.0%。 (3) 工作面上部为实体煤时, 工作面来压不强烈, 工作面顶板下沉量为72~132 mm, 平均96 mm;工作面上部为房柱式采空区下时, 来压强烈, 工作面顶板下沉量为258~392 mm, 平均334 mm, 比实体煤下工作面顶板下沉量大238 mm, 增加2.48倍。
2.1.3 矿压显现规律对比分析
(1) 房采采空区下工作面周期来压步距比实体煤下工作面周期来压步距小1.2 m, 两者相差不大, 表明房柱式采空区内的煤柱群并没有因下方采动的影响产生超前工作面大面积的失稳、垮塌, 即房柱式采空区内煤柱失稳、垮塌是发生在基本顶岩梁断裂时或断裂以后。因为如果房柱式采空区内的煤柱发生超前工作面失稳、垮塌, 会使房柱式采空区上方的顶板 (包括房柱式采空区的直接顶和基本顶) 运动产生的矿山压力和房柱式采空区下方工作面的顶板运动产生的矿山压力重合, 形成超强矿山压力[3,4]。这种超强矿山压力的作用会使房柱式采空区下的工作面基本顶岩梁提前发生断裂, 周期来压步距会比实体煤下的工作面周期来压步距小很多, 远不止1.2 m, 并且这种超强矿山压力产生的动载效应也要比实体煤条件下大很多, 动载系数远不止0.08。
(2) 房柱式采空区下工作面宏观矿压显现要比实体煤下剧烈, 主要原因是房柱式采空区的存在使得下方工作面的基本顶岩梁的结构和破坏形式发生了改变。
22201工作面顶板距上方房柱式采空区的距离为20.80~25.37 m, 工作面采高为3.7 m, 按照工作面上方为实体煤条件, 计算工作面顶板 (包括直接顶板和基本顶) 厚度。
(1) 直接顶的厚度。式 (1) 为直接顶厚度的计算公式:
式中, MZ为综采采场直接顶厚度;h为煤层厚度, 取3.7 m;η为综采采出率, 93%;SA为基本顶岩层沉降值, 取0.2 h;KA为直接顶垮落后的膨胀系数, 1.25~1.30。
代入式 (1) 计算得:MZ=9.0~10.8 m, 平均9.9m。所以直接顶厚为煤层厚h的2.4~2.9倍。
(2) 基本顶的厚度。由式 (2) 计算工作面基本顶厚度:
式中, ME为基本顶厚度;PT为周期来压时顶板压力, 取1.18 MPa;A为工作面直接顶岩层重力, 按计算值0.78 MPa;γE为基本顶容重, 0.024 MN/m3;c为基本顶周期来压步距, 实测均值18.4 m;KT为基本顶岩层重力分配参数, 取2;LK为工作面平均控顶距, 5.38 m。
代入数据计算得:ME=9.7 m。
进一步对照工作面顶板钻孔柱状图可知, 22201工作面基本顶由厚5.48 m的中粒砂岩和厚4.62 m的粗粒砂岩层组成, 厚为10.1 m。则实体煤下22201工作面顶板 (包括直接顶板和基本顶) 厚度为:M=ME+MZ=20 m。
当工作面上方为房柱式采空区时, 工作面周期来压时顶板压力远大于实体煤下工作面顶板压力, 按照公式 (2) 计算得基本顶岩梁厚度比10 m大很多, 所以房柱式采空区下工作面的基本顶岩梁应包括:10 m厚的2层砂岩、房柱式采空区内的煤柱和房柱式采空区上方随垮的直接顶3部分。因此, 工作面来压时, 房柱式采空区下工作面矿山压力显现要比实体煤下矿山压力大很多, 矿山压力显现更为剧烈。
另外, 22201工作面基本顶岩梁的破坏形式为剪切破坏, 即工作面发生切顶来压。正常实体煤下工作面基本顶岩梁运动形式为“弯曲—拉伸折断—缓慢下沉闭合”。由于房柱式采空区的存在使得工作面顶板的层间连续性发生严重破坏, 岩梁运动水平应力的传递性发生改变, 加之房柱式开采时对底板的破坏, 使得工作面顶板与上方采空区间的隔离岩层整体强度降低。当工作面上方为房柱式采硐时, 相当于工作面顶板上方存在宽5 m、高7 m的离层区, 基本顶岩梁更易断裂, 其断裂方式不同于实体煤下岩梁正常的弯曲折断, 而是发生整体切落式断裂, 使得工作面产生动载现象, 这也是房柱式采空区下工作面来压动载系数比实体煤下大的原因[5,6]。
2.2 房采小煤柱区与大煤柱区矿压规律对比
2.2.1 矿压参数对比
房采小煤柱区和房采大煤柱区下工作面主要矿压参数见表3。
由表3可知: (1) 房采大煤柱区下工作面与房采小煤柱区下工作面在周期来压步距、支架初撑力和动载系数等矿压参数上差异较小。 (2) 工作面来压前, 房采大煤柱区下工作面支架循环末阻力为8 032k N, 比房采小煤柱区下工作面支架循环末阻力7 876 k N高556 k N, 增加7%;工作面来压时, 房采大煤柱区下工作面支架循环末阻力为11 135 k N, 比房采小煤柱区下工作面支架循环末阻力10 207 k N高928 k N, 增加9%。
2.2.2 矿压显现对比
工作面来压时, 对房采小煤柱区和房采大煤柱区下工作面矿压观测段的顶板下沉量、煤壁片帮量和顶板垮落量进行了详细的跟踪观测, 结果见表4。
(1) 房采大煤柱区下工作面平均垮落宽度为5 268 mm, 比房采小煤柱区下工作面垮落宽4 015mm长1 253 mm, 增加31.2%;房采大煤柱区下工作面平均垮落高为212 mm, 比房采小煤柱区下工作面垮落高135 mm长77 mm, 增加57.0%。房采大煤柱区下工作面明显比房采小煤柱区下工作面顶板垮落严重。
(2) 房采大煤柱区下工作面平均片帮深度为36mm, 比房采小煤柱区下工作面片帮深度26 mm深10 mm, 增加38.4%。
(3) 房采大煤柱区下工作面顶板下沉量为384mm, 比房采小煤柱区下工作面顶板下沉量284 mm深100 mm, 增加35.2%。
2.2.3 矿压显现规律对比分析
(1) 房采大煤柱区下工作面周期来压步距与房采小煤柱区相差较小, 说明房柱式采空区内的大煤柱和小煤柱都没有发生超前工作面垮落, 工作面的顶板条件相似。
(2) 来压前, 房采大煤柱区下工作面支架循环末阻力比房采小煤柱区增加7%, 说明房采采空区内大煤柱更容易产生应力集中, 使得下方工作面顶板压力增大;来压时, 房采大煤柱区下工作面矿压显现要比房采小煤柱区剧烈, 产生的下沉量和片帮量大, 说明在工作面上方基本顶岩梁断裂时, 大煤柱发生失稳、垮塌, 产生的压力和冲击会更大。因此, 在采用房柱式开采时宜留设尺寸较小且均匀的房柱, 既可以回采更多的资源又利于后期房采采空区下方工作面的顶板控制[7,8,9]。
3 结论
(1) 22201工作面上方房采采空区内的煤柱在基本顶岩梁断裂时或者断裂以后发生失稳、垮塌。
(2) 房柱式采空区下工作面矿压显现要比实体煤下剧烈, 房采大煤柱区下工作面矿压显现比房采小煤柱区强烈。
(3) 研究成果对避免房柱式采空区下工作面支架大面积压垮和工作面大面积的顶板垮落等事故具有指导意义, 可以在类似工程地质条件下推广应用。
参考文献
[1]刘义新.房柱式采空区遗留煤柱稳定性综合评价研究[J].煤矿开采, 2013, 18 (3) :78-80.
[2]解兴智.浅埋煤层房柱式采空区下长壁开采矿压显现特征[J].煤炭学报, 2012, 37 (6) :898-902.
[3]付武斌, 邓喀中, 张立亚.房柱式采空区煤柱稳定性分析[J].煤矿安全, 2011, 42 (1) :136-139.
[4]白振龙, 范志忠, 任艳芳.房式采空区下长壁回采顶板垮落特征研究[J].矿业安全与环保, 2011, 38 (5) :13-15.
[5]李文.房采采空区失稳危险性评价[J].中国安全科学学报, 2011, 21 (3) :95-100.
[6]孟达, 王家臣, 王进学.房柱式开采上覆岩层破坏与垮落机理[J].煤炭学报, 2007, 32 (6) :577-580.
[7]吴士良, 秦乐尧.刀柱采煤法采空区下长壁采场顶板控制研究[J].山东科技大学学报, 2000, 19 (4) :102-104.
[8]江建华.巷道重叠布置在采空区下孤岛煤柱开采中的应用[J].中州煤炭, 2009 (2) :55-56.