火区综合治理

2024-09-23

火区综合治理(精选7篇)

火区综合治理 篇1

煤矿生产具有一定特殊性, 对生产技术以及管理工作有着严格的要求, 管理工作稍有不当就会对整个工程造成影响, 严重的甚至会出现安全事故。煤矿井下火区是生产中需要重点解决的灾害之一, 特别是对于容易自燃煤层来说, 井下火区的管理尤为重要。一般情况下都是选择用封闭火区的方式进行处理, 但是在火区封闭后, 还需要采取相应的措施对其进行管理, 这就需要我们进一步对井下火区治理技术进行研究。

1 工程概况

山西朔州山阴兰花朱和咀煤业有限位于山阴县城西北方向直距25km处的青杨沟村一带。矿井1981年9月建井, 1987年8月投产。2009年5月份兰花科创积极响应山西煤矿资源整合政策, 对该矿井实现整合, 产能90万吨/年。现批准开采4、9、10、11号煤层。9号煤层和11号煤层煤尘均有爆炸性, 两层煤自燃倾向性等级均为Ⅰ级, 属容易自燃煤层。矿井扩大生产能力后, 需对矿井进行重新布置和规划, 但井下由于以前开采不正规, 采空区较多, 巷道布置较复杂, 且怀疑有火区存住。

2 煤矿井下火区治理要求

2.1 绘制火区位置关系图

煤矿火区位置关系图应按照实际情况进行绘制, 需要在图上详细标出所有火区地点, 并对其进行有就保存。对于本煤矿井下火区位置图的绘制, 应结合矿井重新布置与规划的图纸, 了解原来所有巷道与老采空区实际情况, 并结合以往开采工艺与技术的选择, 在对老采空区地质环境进行分析的基础上, 确定出可能存在的火区位置[1], 在通风系统图的基础上进行填绘。

2.2 建立火区管理卡片

应在对火区进行治理前, 建立完善相应的火区管理卡片, 完成各火区基本情况登记表, 包括火灾发生时的情况以及火灾造成的损失, 而对于本工程来说, 就是填写预测的火区大小以及影响程度等。按照相关要求需要填写的内容包括:第一, 火区注入惰性气体记录表, 包括每次灌注的位置、钻孔情况, 以及防火编号与处理日期等。第二, 火区位置指示图, 结合矿井实际情况来完成, 例如以通风系统为基础, 对火源点位置、火区边界、防火墙类型位置以及火区外围风流方向等信息进行标注, 最终绘制成合理的剖面图。第三, 防火墙具体信息, 如修筑日期、负责人、内部气体成分、湿度、温度、内外压差以及结构状态等, 完成结构情况观测记录表[2]。

2.3 气体采样化验

在确定火区位置以及各项信息后, 前一周时间每班进行采样并进行化验;第二周同样需要每班进行采样化验;第三周则改成每班每三天进行采样化验;第四周改变为7天采样化验, 在第四周后30d, 每相隔15d完成采样化验。在对火区气体进行采样化验过程中, 还需要根据每次气体的化验结果来绘制出矿井工作面进、回巷有害气体含量曲线图以及柱状图, 分析其中有害气体指标是否符合相关规定。

2.4 高压注氮并缩封工作面

在对煤矿井下火区进行处理前, 应结合实际开采情况, 确定火区矿井工作面开采的时间, 并在此基础上选择相应的措施进行处理, 保证能够成功启封火区工作面。首先, 应提前高压注氮, 通过此项处理可以在第一时间内对将火区初期火势进行控制, 并且随着注氮过程的延长, 工作面内氮气含量大于氧气含量, 可以达到降低火势的作用。其次, 将启封工作面变为缩封工作面, 在进行处理时, 应先缩封火区工作面内回风顺槽, 在对其处理完毕后缩封进风顺槽。在进行缩封处理时, 首先应安排相应的救护队对火区工作面情况进行全面侦查, 确定火区是否已经熄灭, 如果没有熄灭应立即对火区进行封闭处理, 如果已经熄灭则可以对火区采取缩封处理。

3 地下火区封缩处理流程

3.1 侦查阶段

安排专业救护队来通过对风量的控制合理排放有害气体, 在前遇水的区域构筑第一道临时锁风墙, 风筒穿过锁风墙, 然后将锁风墙打开排放有害气体。同时需要随时对所排气体含量进行检测, 避免水位降低造成气体集中涌出, 如果在处理过程中出现不可控现象, 工作人员需要及时撤离工作点。另外, 机电队需要与救护队结合完成排水设施的安装, 完成对回风巷的排水, 在水位下降到预定位置后对有害气体进行排放。选择此种方式循环处理达到工作人员可以穿潜水衣越到积水区进入到待测工作面进行水温、空气温度、成分等的检测, 判断火区是否熄灭。

3.2 缩封阶段

在确定侦查结果满足缩封处理条件后, 才可进行第二阶段工作。即在正式进行缩封处理时, 应做好缩封用时的计算, 并严格控制缩封处理流程, 降低各因素对处理效果的影响。例如在密闭外砌筑一道锁风墙, 并实施回风巷密闭拆除工作。并且在正式密闭处理前, 要确定CH4浓度, 当其浓度小于1.0%时, 才可以选择铜质器具对其进行拆除密封[3]。其中, 严禁采取一风吹的方式对井下火区工作面回风巷、进风巷气体进行排放, 应选择用局扇, 逐节连接风筒来完成有害气体的排放。并且在处理时要每隔半小时就要对工作面进风与回风巷道气体、温度等进行检测, 保证所有数据都控制在允许的范围内。

4 结束语

对于煤矿生产来说, 除了要保证生产效率, 同时更重要的是要做好生产安全管理。就我国煤矿开采自燃煤层生产现状来看, 井下火区已经成为需要重点解决的问题, 在对其进行处理时, 应结合煤矿生产的特点, 严格按照相关规定流程进行处理, 通过系统严密的控制管理, 争取不断提高火区密封处理的效果, 提高煤矿生产的综合效率。

参考文献

[1]王冰山, 尤文顺, 王冰松.柴家沟煤矿井下火区治理与启封决策[J].煤炭科学技术, 2012 (01) :78-82.

[2]王军.汝箕沟矿西沟采区井下火区治理技术[J].矿业安全与环保, 2010 (S1) :90-91.

[3]徐清叙.对煤矿井下火区应用液氮防灭火技术效果的分析[J].新疆有色金属, 2013 (05) :5-7.

[4]雷庆忠, 付力伟.长沟煤矿井下火区治理与缩封经验[J].中国高新技术企业, 2012 (13) :127-130.

火区综合治理 篇2

补连塔煤矿22305工作面为三盘区22煤第五个工作面, 其西北侧为22301-22304工作面采空区, 东南侧为22306运顺、22307回顺掘进工作面, 上方为12煤12305、12306、12307综采面采空区, 两煤层间距为36~51m。12煤、22煤层最短自然发火期为30d。工作面倾斜长300m, 走向长度4684m, 煤层平均厚度7.13m, 配套7m支架, 采高6.8m。工作面切眼于2011年9月掘出, 由于三盘区工作面整体为仰采, 三盘区12煤采空区靠近切眼位置存在大量积水, 在22305工作面回采前需对12煤采空区进行疏放水。从2011年8月20日至2012年6月25日进行疏放水工作, 在22306回顺两帮靠顶处倾斜向上覆12306、12307采空区共施工75个探放水孔, 累计疏放水47.5万m3。

2011年11月6日中班, 补连塔煤矿发现向上覆采空区疏放水钻孔内出现CO, 最高为1915ppm。2011年11月26日人工取样分析采空区气体中CO浓度64208ppm、C2H6浓度110ppm、C2H4浓度17ppm, O2浓度3.64%, 无C2H2出现。由此说明12307采空区遗煤已经发生高温氧化, 温度已达到100℃以上。

2 原因分析

2.1 煤层自燃倾向性

12煤和22煤均属Ⅰ类易自然发火煤层, 最短发火期为30天, 22煤三盘区上覆采空区进行疏放水, 水浸泡过的遗煤吸氧性成倍增长, 采空区自燃的危险性增大。

2.2 采空区遗煤多

三盘区由于12煤工作面回采时留有顶煤, 现在已呈破碎状态遗留在采空区;另外共有12个采空区, 包括房采区, 采空区留有大量浮煤及煤柱, 而且所有遗煤煤体破碎, 给煤层自燃提供了物质条件。

2.3 采空区漏风

(1) 煤层埋藏浅、采空区范围大 (12煤采空区未留设隔离煤柱, 12个工作面采空区连为一片, 面积达1700万m2) 、地表塌陷裂隙大, 漏风通道多 (地表为10m厚沙层, 许多基岩裂隙非常隐蔽不易被发现, 受一次采动和二次采动影响后, 虽经过多次回填, 但仍存在漏风通道) 。

(2) 采空区疏放水过程中, 打破了采空区内水气压力平衡, 采空区形成负压, 造成水气置换, 增加了采空区漏风。

3 火区综合治理

3.1 采空区气体连续观测

补连塔煤矿每班对22306回顺98联巷、95联巷、93联巷、92联巷、91联巷钻孔出口气体检查, 12煤总回2300m气体取样分析, 每天使用气相色谱仪分析一次, 根据气体分析结果判断采空区氧化程度和治理效果。

3.2使用SF6示踪气体检测漏风通道

在三盘区采空区地表通过裂隙释放SF6示踪气体, 在井下不同地点采集气样分析, 判断漏风通道、漏风方向及漏风范围, 发现12煤采空区基本相互连通, 为井上下堵漏提供了科学依据。

3.3 地面施工钻孔探测高温点, 确定高温区域

根据22305工作面采前疏放水情况, 通过分析判断12煤采空区高温点应在12306、12307采空区积水线附近并靠近两顺槽, 然后沿12煤底板+1075等高线布置了9个探测钻孔, 根据钻孔温度情况, 锁定高温区域在靠近12307运顺和12308回顺30m范围内, 高温点在87联巷附近。

3.4 采取的灭火措施

在确定高温区域后, 采取了井上下堵漏、采空区注氮、采空区注浆、注三相泡沫等一系列措施进行灭火。

3.4.1 井上下堵漏

地表堵漏重点对12307、12308切眼和回撤通道采空区附近地表采用人工回填和机械回填相结合的方式进行了封堵;井下堵漏对与三盘区采空区相连的密闭进行加固、喷浆。

3.4.2 采空区注氮

在补连塔矿22306回顺99联巷安设2套注氮机, 22307回顺对应地表安设2套注氮机, 同时向上覆12306、12307采空区注氮气。从2011年11月份至2012年6月份22305工作面回采前, 采空区累计注氮气700万m3。

3.4.3 采空区注浆

利用探测钻孔向12307和12308采空区注粉煤灰浆 (粉煤灰、水按1:3比例搅拌) , 覆盖采空区遗煤, 使高温氧化遗煤隔绝氧气、达到灭火降温的效果。MH1、MH3-MH8钻孔累计注粉煤灰11514t、注水59570m3。其中MH4钻孔温度较高, 重点对该孔进行注浆, 该孔注粉煤灰2001t, 注水14730m3。

3.4.4 采空区注三相泡沫

利用三相泡沫良好的扩散性和发泡性, 通过钻孔注入采空区, 覆盖采空区遗煤。2011年12月29日至2012年1月16日, 通过三盘区采空区MH2、MH4钻孔向12煤采空区注入三相泡沫共计25t。

4 治理结果

经过采取上述一系列防灭火措施后, 在不到3个月的时间内, 采空区有害气体浓度持续下降, 至2012年1月底CO浓度已下降至40ppm以下, 氧气浓度降到3.0%以下。工作面于2012年6月份正常回采。

5. 结论

5.1 采空区遗煤是发生煤炭自燃的根源, 必须提高工作面回采率

补连塔煤矿12307采空区发火位置可以判断, 采空区发火位置多为工作面两帮、两线, 必须提高工作面回采率, 加快推采速度, 减少采空区遗煤。同时要重点对采空区两帮、两线300m范围内实施灌浆, 覆盖采空区遗煤。

5.2 杜绝和减少采空区漏风

针对目前神东矿区的开采模式, 在开拓布置方面, 应适当留设防火隔离煤柱, 减少联巷数量;在通风系统方面, 应尽量缩短通风路线, 降低压力, 工作面合理配风, 风量过大将会增加向采空区漏风的可能性。同时要减少通风设施, 确保设施施工和地表回填质量, 减少采空区漏风。

5.3 潜孔锤法施工灭火钻孔的利与弊

地面钻孔施工采用潜孔锤法施工, 潜孔锤施工防灭火钻孔有利有弊。潜孔锤施工防灭火钻孔虽然较常规法施工速度快, 但进入裂隙带后持续向采空区供风, 在高温低氧的情况下, 会造成采空区高温氧化的煤炭迅速燃烧。防灭火钻孔施工时, 钻孔尺寸不易过大或过小, 钻孔形成后在下套管时, 必须采取防止钻孔漏风和防止采空区内有害气体突然从钻孔涌出的措施。

5.4 地面灌浆防灭火的局限性

从目前的防灭火技术来看, 灌浆仍然是最可靠、最有效、最根本的手段, 但对于神东矿区这种近水平、超大采空区、灌浆倍线大的特点, 采用常规的灌浆方法具有一定的局限性, 一旦下层煤开始回采, 采空区顶板跨落, 与上覆采空区导通, 在上覆采空区出现高温点后, 灌浆效果差, 浆液大部分随煤岩裂隙涌入22煤采空区, 不能在高温区域形成有效堆积、覆盖。必须提前采取措施, 防止出现高位火、裂隙火。

5.5 需建立健全矿井防灭火工作体系, 扎实开展防灭火工作

矿井防灭火工作必须坚持“预防为主、监测预报、防灭结合、综合治理”的原则, 建立健全系统稳定可靠、预报及时准确、管理细致到位的矿井防灭火工作体系, 必须在人、财、物各方面给予保证, 提前防范, 消除火灾隐患, 才能确保安全生产。

摘要:下煤层开采前疏放水造成上覆煤层采空区遗煤氧化、自燃, 通过采取采空区气体连续观测、SF6测定漏风通道、地面打钻探测高温点、地面钻孔注氮气、注浆、注三相泡沫等防灭火技术对高温区域进行综合治理, 确保矿井安全生产。

关键词:探放水,采空区遗煤自燃,灭火

参考文献

[1]徐精彩, 等.粉煤灰胶体在高瓦斯易燃煤层防灭火中的应用[J].煤矿安全, 1999, 30 (6) :12-14.

[2]吕品.煤炭自然发火指标气体的试验研究及其应用[J].中国煤炭, 2000 (4) .

利用罗克休封堵启封火区 篇3

1 方案

由于密闭区域有害气体含量高, 且有一定压力, 为了确保安全即在距贯通20m时停掘, 通过打孔注10m长罗克休先封堵贯通处的巷道, 贯通点10m~20m段采用原断面短掘短支, 贯通点5m~10m段放震动炮, 人工用风镐减小一般断面掘进, 在贯通点0m~5m段人工用风镐掘进1m×1.5m断面, 见到罗克修后由救护队员用铁锹挖掘贯通。

2 准备

1) 检查、完善14#层系统巷供风的风机的风电闭锁、瓦电闭锁装置。修补、调整风筒, 风筒距工作面小于6m;

2) 检查、试验瓦电闭锁, 闭锁范围为斜巷、轨道巷、5702回风系统巷、回风巷内的所有供电设备;

3) 瓦斯探头、一氧化碳探头挂到距掘进工作面2m无风筒一侧;

4) 断开与矿井相连接的轨道、管路、棚子、金属网、钢丝绳、铁丝、吊挂风筒的铁丝、皮带架等一切能够通到斜巷、轨道巷、5702回风系统巷、回风巷内的导电体。

3 注罗克休方案

3.1 工艺流程

使用专用气动泵将树脂和催化剂以1:1的比例送入压枪后喷出, 两种原料混合后迅速发泡硬化。

材料用量计算:Q=V× (1+i) / (n×25)

式中, Q为材料用量, 桶;

V为空洞体积, m3;

i为施工误差系数, 取10%;

n为发泡倍数, n=25~30;

25为每桶的容量, L。

若是多孔换位压注, 当发现压力上升到10MPa时, 说明已压注不进去了, 应换孔。换孔压注步骤如下:

1) 关闭气泵, 打开催化剂管路卸载阀回流卸载, 关闭压注枪截止阀;

2) 开泵, 用树脂冲洗管路和枪, 再关泵;

3) 换孔, 关闭卸载阀, 开截止阀, 开泵继续压注;

4) 循环1) ~3) ;

5) 全部孔压注完毕后, 关泵, 换清洗剂, 撤卸枪与压注管接口, 开泵清洗管路与枪。

3.2 注意事项

1) 压注枪出口软管长度一般不要超过6m, 否则容易堵塞;出口管直径应用DN10-DN13软管, 不宜用大直径;

2) 压注前一定要用静力将树脂摇晃均匀;

3) 压注时备足原料, 避免吸空损坏活塞或堵塞管路;

4) 催化剂有腐蚀性, 施工时要配带防护眼镜和橡胶手套;

5) 气温超过30℃时, 应不使用压注管而直接用枪, 气温低时, 应相应加快压注速度。

4 分段掘进工艺

1) 掘贯通点10m~20m段, 短掘短支。打眼选用7655型气腿式风动凿岩机打眼, 钻杆使用B22型中空六角钢钻杆, 使用QTY42/Z22一字型合金钢钻头。

掘进爆破, 采取一次装药爆破的方法。1—5段毫秒延期电雷管。煤矿许用三级乳化炸药, MFB-200型起爆器, BXGV0.3×7型塑胶防爆放炮线, 使用黄土炮和水炮泥封堵炮眼。正向连续装药, 采取串并联连线。

采用楔形掏槽, 槽眼3对6个, 眼深1.2m, 装药600g/眼, 周边眼、辅助眼深1.0m, 眼距450mm~600mm, 装药400g/眼。

2) 掘贯通点5m~10m段, 放震动炮配合风镐掘进, 按600mm×600mm布置炮眼, 眼深1 000mm, 每眼装药200g, 分三次爆破全断面, 由工作面的下方向上方进行。

3) 掘贯通点0m~5m段, 人工风镐掘进, 再次将断面缩小到1 000mm×1 500mm, 用风镐掘进, 直至见到罗克修。

4) 罗克修段掘进, 由救护队员用铁锹挖掘罗克修, 完成贯通。

5 探眼

在掘5m~20m段掘进是必须先探, 打完探眼后, 由瓦检员检查孔内瓦斯和一氧化碳浓度, 检查浓度超标或发现探眼探通, 立即用黄土将探孔全长封堵严实, 然后掘进。

每次探眼打5个, 左右腮、左右帮各一个、正前方一个。左右腮的探眼向正顶方向打探眼, 正前方的探眼于掘进方向一致距巷道底板1.5m, 左右帮的一个探眼于掘进方向夹角53°距巷道底板1.5m。使用7655型风钻打探眼, 探眼深2m。

6 安全技术组织措施

1) 掘进施工中, 安排救护队员现场监护施工;

2) 最后5m掘进时, 安排两人轮流作业, 其中至少有1名人员携带瓦斯便携仪, 其他作业人员在盘区进风巷待命;

3) 完成一个探眼, 先检查瓦斯和一氧化碳浓度, 然后打下一个;

4) 每次放炮后, 炮烟吹净、瓦斯和一氧化碳探头没有报警时, 由救护队员首先入内检查, 安全后其它人员方可入内工作;

5) 启封火区期间, 回风巷、轨道巷至5702系统巷、5702系统巷内清退人员、设岗拦人;

6) 放炮严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制。

7 结论

利用罗克休的中空充填性, 先与危险区域隔离, 且具有良好的机械抗压性, 对贯通处巷道启到加固支撑作用, 先将贯通段10m范围内充填隔离, 然后进行贯通。既可有效地控制贯通断面, 又可避免金属工具与煤岩接触产生火花造成事故, 实现安全贯通。

参考文献

[1]孟警战, 王绪友.罗克休泡沫充填防漏风技术在煤矿中的应用[J].山东煤炭科技, 2004 (3) .

倾斜隧道火区阻力构成特性的研究 篇4

目前,对火区阻力分析的方法主要是火灾控制体的理论分析方法。此方法以火区控制体为研究对象,不考虑控制体内具体的动量和能量变化,而分析控制体整体的受力和动能、动量变化情况。如图1所示,火区控制体内火区阻力是由流动摩擦阻力与加速阻力(热阻力,质量加速阻力、气体加速阻力)构成的。

此分析方法很好地解决了由燃烧火焰复杂几何形状带来的绕流问题,以及由动量变化引起的附加阻力问题。从模型分析的角度来看此方法是科学的。但此种假设的模型还应该能通过理论公式推导出来,形成一个完整的理论。本研究通过控制体整体受力的分析,运用流动摩擦理论、节流效应理论和浮力效应理论,建立了控制体的受力模型,推出一个由流动摩擦阻力和加速阻力组成的火区阻力构成公式,为火灾控制体分析方法找到了理论根据,并对结果作了分析研究。

1 倾斜隧道火区阻力的理论推导

由火灾控制体理论知道,加速阻力由三部分阻力构成:即热阻力、质量加速阻力、气体加速阻力。热阻力是因气流受热膨胀而产生的阻力,质量加速阻力是加入的燃烧物质做加速运动而产生的阻力,这两种阻力共同形成了对风流的节流效应。而气体加速阻力的效果又相当于浮力效应的阻力。因此,控制体内部由加速阻力带来的动量、能量变化转变为控制体受到的节流效应和浮力效应的作用力。再加上控制体受到的流动摩擦阻力,建立了火灾控制体的受力模型。为了照顾到一般的情况,考虑倾斜隧道的火灾控制体受力模型,如图2所示。

结合火灾控制体,对隧道做如下假设:(1)火势已充分发展,将燃烧与流动看作稳态的;(2)隧道内气体流动为一微定常等截面混合理想气体流动;(3)火灾烟流与隧道壁无功热交换。

1.1 流动摩擦阻力

流体沿程摩擦阻力的计算可查阅流体力学,dx长度隧道的摩擦阻力见式(1)。

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式中:dhf为摩擦阻力微元,Pa;λ为隧道的摩擦因子;d为隧道的当量直径,m。

则控制体的流动摩擦阻力见式(2)。

hf=∫undefinedundefined

式中:hf为流动摩擦阻力,N;Xc为控制体的长度,m。

1.2 加速阻力

1.2.1 节流效应烟流阻力

节流效应阻力是由于风流在火区受热膨胀加入燃烧物质加速而引起的,通过分析控制体上下边缘的动量变化和能量变化,就可得出节流效应烟流阻力。如图2所示,假设隧道的断面是均匀的,则摩擦阻力不会引起控制体动量变化。根据动量守恒定律见式(3)。

P0-P(XC)=ρ(XC)uundefined-ρ0uundefined (3)

式中:(P0-P(Xc))为控制体上、下断面的静压差(以水平面为零势能参考面,下断面隧道高度1/2处的势能为P0,上断面隧道高度1/2处的势能为P(Xc)),Pa; u(Xc)与u0为控制体上、下断面处的烟流速度,m/s;ρ(Xc),ρ0为控制体上、下断面处的烟流密度,kg/m3。

为使问题简化,假设隧道高度1/2处的烟流密度等于整个断面的平均烟流密度,则控制体上、下断面的势能差可表示为:

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式中:ΔPh为控制体上、下断面的势能差,Pa;h为隧道高度,m。

隧道上、下断面的动能差见式(5)。

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式中:ΔPv为控制体上、下断面的动能差,Pa。

控制体上、下断面的压能差见式(6)。

ΔPp=P(Xc)-P0 (6)

式中:ΔPp为控制体上、下断面处的压能差,Pa。

由于烟气流动过程中,压力的损失是由于火区节流效应引起的,根据能量守恒方程式得出式(7)。

ΔPh+ΔPv+ΔPp=-hj (7)

式中:hj为节流效应烟流阻力,Pa。

将式(4)、(5)、(6)代入式(7)得:

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把式(3)代入式(8)得:

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由于在火灾时期,控制体内烟流的静压和温度仍然是很低的,假设控制体内风流及烟流满足理想气体状态方程,则有:

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式中:T(XC),T0为控制体上、下断面烟流的温度,K;M(XC),M0为控制体上、下断面烟流摩尔质量,kg/mol。

火灾过程中,隧道沿程静压变化量较小,烟流温度变化引起的烟流密度相对变化量比烟流静压变化引起的烟流密度相对变化量大得多,可取P0/P(XC)。由此可得出:

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其中,undefined,反映了燃烧生成物的相对变化量。当控制体内处于稳定燃烧和稳定流动状态时,控制体上、下断面处烟流的质量流量之比见式(12)。

undefined或undefined

式中:M(XC),M0为控制体上、下断面处烟流的质量流量,kg/s。

设Ø=M(XC)/M0,则

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把式(11)和式(13)代入式(9)得式(14)。

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由式(14)可以看出,变化量有三个:Ø,MK,h。也即在巷道倾斜度不变的条件下,节流效应烟流阻力是由火灾燃烧生成物相对变化量和烟流质量流量增加率共同作用形成的。第一部分是由温度的变化和质量流量变化引起的,在火灾燃烧的过程中,火灾燃烧形成的热阻力和由于燃料燃烧而加入的那部分烟尘跟随风流做加速运动产生的阻力构成了这部分的阻力;第二部分是由烟流流动过程中温度变化引起的,由于烟流密度变化造成烟流加速而形成的一种附加阻力效应。

1.2.2 浮力效应烟流阻力

火灾烟流在倾斜隧道流动时,由于流动中烟流温度下降,烟流密度不断增大,烟流位压也较火灾前发生很大变化,因而产生浮力效应,形成对烟流的作用力。像这种发生在倾斜隧道,由于火灾发生而引起的风流(或烟流)密度的不同,从而对火灾烟流产生的一种附加作用,称为火灾烟流的浮力效应。实际上也相当于通常所说的火风压。

以火区烟流控制体为研究对象,研究其在隧道中的受力分析。由于浮力效应是作用在整个隧道系统的,浮力效应在控制体上的作用表现为对控制体上、下断面的位压差。烟流位压计算的一般形式为:

Δh(0-XC)=∫undefinedρgsinβdx (15)

式中:Δh(0-XC)为上、下断面的烟流位压差,Pa。

由于控制体相对隧道较短,假设控制体内烟流密度从断面x=0到断面x=XC按线性变化(升高),则控制体内烟流密度的表达式为:

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式中:ρ(XC),ρ0为控制体上、下断面处烟流密度,kg/m3。

由式(11)、式(13)、式(16)得:

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将式(17)代入式(15)得:

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式中:hw为浮力效应烟流组力,Pa。

可见,控制体上、下断面的位压差与烟流速度无关,与隧道倾角和选取的控制体的长度成正比,并且与隧道中烟流温度变化有密切的关系。其作用相当于烟囱效应,在倾斜或竖直的井巷中,随着井巷长度的增加,烟流温度不断下降,烟流密度也不断增加, 烟囱效应的作用亦越大。因此,对于倾斜的长隧道或井巷,浮力效应烟流阻力是不能忽略的。

总之,隧道发生火灾时,火区阻力是由摩擦阻力与包含节流效应烟流阻力和浮力效应烟流阻力的加速阻力共同作用形成的。火区通风阻力就是摩擦阻力、节流效应烟流阻力、浮力效应烟流阻力的代数和,即:

hz=hf+ha=hf+hj+hw=

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式中:hz为火区阻力,Pa;ha为加速阻力,Pa。

通过对理论公式的组合分析,火区阻力公式就是由以上三部分组成的:第一部分是流动摩擦阻力;第二部分是由于温度的变化和质量流量变化引起的热阻力和质量加速阻力;第三部分则是由烟流温度与密度变化造成烟气流加速的阻力。

2 结 论

通过对火灾控制体理论分析方法的进一步分析,并结合流动摩擦理论、节流效应理论及浮力效应理论等方法,得出了火区阻力由流动摩擦阻力、节流效应阻力和浮力效应阻力组成的理论公式,分析结果表明:

(1)通过对火灾控制体的理论推导分析,得出的影响火区阻力的基本因素与火灾控制体理论的分析结果是一致的,即火区阻力是由摩擦阻力和三种加速阻力构成的分析是有理论根据的。

(2)通过这种方式建构的火灾控制体受力模型正确地反映了火灾控制体理论的分析。因此,这种火区阻力由流动摩擦阻力、节流效应烟流阻力和浮力效应烟流阻力构成的受力模型是合理的。

(3)此分析在水平隧道火灾控制体的基础上,建立的倾斜隧道火灾控制体表明:相比于水平隧道,倾斜隧道火区的浮力效应阻力是明显增大的,特别是对于较长的隧道来说,浮力效应阻力更是不能忽视。

摘要:在火灾控制体理论的基础上,建立了一个用于分析火区阻力构成的火灾控制体受力模型。通过运用流动摩擦理论、节流效应理论及浮力效应理论,得出了一个火区阻力构成的理论公式,从理论上验证了火灾控制体理论分析的合理性,并进一步分析了在倾斜隧道条件下存在的一个不能忽视的附加阻力及其重要性。

关键词:火灾控制体,火区阻力,加速阻力

参考文献

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[2]周延.纵向通风水平隧道火区阻力特性[J].中国矿业大学学报,2006,35(6):703—707.

[3]李传统,王省身.矿井火灾燃烧区阻力的研究[J].中国矿业大学学报,1996,25(4):6—11.

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[5]张兴凯.地下工程火灾原理及应用[M].北京:首都经济贸易大学出版社,1997:132—165.

火区综合治理 篇5

1 国内露天煤矿高温火区爆破现状

我国由于地理和自然气候的原因, 煤炭资源贮存较丰富, 尤其是在内蒙古、宁夏、山西等北方地区, 由于煤层埋藏较浅, 开采采用大型露天煤矿。

由于国内多数露天煤矿覆盖层硬度较大的原因, 开采前将覆盖层剥离煤层的工作难度较大, 一般会用深孔松动爆破或者定向抛掷爆破的方式才能完全剥离覆盖层。在覆盖层的爆破剥离过程中, 由于煤层燃烧会造成高温火区对深孔爆破的安全性的巨大威胁。特别是炸药在爆炸当中, 当雷管和引爆索在燃烧时会产生一定的热感度, 如果火区燃烧产生的高温使得炸药达到爆炸温度后, 会立刻发生爆炸反应。即使没有达到爆破的温度, 起爆器受到高温还是能将炸药产生热分解而失去爆破性, 影响爆破作业的整体效果。这些将爆未爆的雷管和引爆索在搁置期间会为矿区埋下安全隐患。

2 高温火区爆破安全技术措施

爆破安全技术措施是根据露天煤矿开采中存在的几类常见的安全隐患归纳的, 分别为高温火区灭火技术、耐高温爆破器和防护材料的选择及高温火区爆破技术规范三大类。

2.1 高温火区灭火技术

爆破安全要从源头做起, 对高温火区采取相应的治理措施才是保障爆破本质安全的最好也是最快的方式, 这种方式能够彻底将火源消灭。灭火技术根据露天煤矿区域大小及地表覆盖硬度, 可分为地表覆盖、钻孔注浆、剥离灭火及多元化灭火方式。

(1) 地表覆盖技术。这种方式是直接将开采区域内的黄土填埋到高温火区的地表裂缝和采空废气的矿井当中, 将火区与空气当中的氧气隔绝, 最终使得火源燃烧窒息。

但是这种方式工程量较大, 灭火过程比较长, 所以无法单独使用。

(2) 钻孔注浆比较简单, 就是直接将水和黄土或者其余的能够阻燃的材料按照一定的比例混合后, 支撑重量和流动性都适宜的浆状液体, 运用输浆泵通过管道灌注到地表裂缝中, 或者利用采矿钻孔直接注入发火煤层带中。当浆状液体注入地表裂缝或者发火煤层时, 液体通过自身的流动性将沉淀阻燃物质带到燃烧区域填充后包裹浮煤, 起到隔绝氧气, 堵塞漏缝的作用, 液体中的水分也能对自燃的煤炭进行冷却散热。

采用此方法灭火时, 浆状液体的阻燃材料的选择应该满足以下条件:如采用的是黄土, 那么其黏土颗粒直径不能大于2mm, 黄土中所含的细小颗粒应占据总量的74.1%且直径不大于1mm;然后浆状液体的密度一般为2.43g/m3~2.88g/m3, 且脱水性和稳定性较好。浆状液体在填漏和包裹浮煤时渗透性强, 阻燃材料较为普遍, 最好能够就地取材。

(3) 剥离灭火技术主要是在煤矿高温火区强注水, 灭火时将剥离台和注水装置分开, 对着高温火区从下往上分台阶剥离, 直至挖除火体。这种方式在于能够彻底有效地灭火, 对露天煤矿环境没有过多要求。

但是此技术流程较为复杂, 灵活性差, 投资较大, 只能针对火源埋藏较浅的煤区使用, 对于火源埋藏较深或者高温火区范围较大的火体, 操作性不强, 成本也高。

(4) 多元化灭火就是将上述灭火技术相互结合, 分阶段扑灭高温火区火体。这种方式适用于露天煤矿开采地势较为复杂、火势大、蔓延快, 不易施工等矿区, 尤其是对缺少砂土或者水源的地势管用。针对这些地方的灭火, 就需要遵循就近取材、安全可靠、技术适宜、快速高效的原则进行。

在灭火过程中, 技术人员应该根据矿区的地势地貌、周围环境及火势蔓延程度等问题, 考虑采用哪种技术进行施工。比如火体在地表燃烧时, 可以先剥开火源然后注水降温 (温度降至80℃左右即可) , 再用浆状液体充填。如果火体燃烧较深, 还是先剥开浅层覆盖部分, 让燃烧表面形成一个具备钻孔覆盖的场所。如果剥离方式已不可取时, 只能采取钻孔注浆的方式, 钻孔时需要在已燃烧的煤层顶板上部, 如果离煤层顶板过远注浆会难以快速到达火源, 同时浆体在流动的过程中会受到高温的影响水分蒸发, 不能产生流动和冷却的作用。如果钻孔较深, 位于煤层底板处, 那么液体流入底板后会造成浆液流失, 做无用功。

除了高温火区的地表裂缝和燃烧煤层需要灭火外, 还有矿区内采空废气的矿井小窑需要进行处理。最适宜的方式就是用黄土和水混合进行灌注填充, 既能避免采空矿井坍塌陷落, 也能防止遗留煤层燃烧。

当然, 如果矿区内的黄土匮乏的情况下, 也可以寻找其他比较经济合理的阻燃材料, 比如粉煤灰、细沙等都可。

2.2 耐高温爆破器材及防护材料优化选择

保证高温火区爆破安全的技术除了灭火外还可以从爆破原材料上进行优化, 避免出现安全事故。这种安全技术主要是将爆破温度控制在可爆破的温度下, 并用降温的方式让其维持在这个范围内, 从而达到安全爆破效果。

炸药原料的选择要满足高强的耐热性。目前, 国内最新的耐热强度高的炸药有PCS22’、44’、66’2、六硝基二笨砜等, 此类炸药可以在200℃高温下正常替代常规炸药, 被广泛应用与航天、核技术当中。

但此类炸药成本较高, 并不能广泛地使用在对炸药消耗巨大的露天煤矿爆破中。所以, 在大型露天煤矿高温火区的爆破中, 一般采用铵油、铵梯、乳化炸药。比如在某次露天煤矿爆破中, 将火区的温度控制在80℃后, 三种炸药都可以正常引爆。但在经过四小时的爆破降温后, 桉油爆破速度下降最快, 因为桉油在爆炸中吸湿性较高, 炮孔经过注水降温后严重制约了使用效果;而铵梯在使用过程中, 由于含有敏化剂导致环境污染, 对人体健康产生伤害。乳化炸药则可以在130℃高温条件下正常爆破六小时才会失去效用, 但速率会略微降低。因此, 在大型的露天煤矿高温火区爆破中, 选用抗水性较好的乳化炸药能够保证爆破的安全性。

起爆器一般会选用电雷管和引爆索, 但是经过实践验证, 这两类器材在高温火区的爆破中, 引爆索比电雷管的安全性更高, 尤其是在高温条件下, 电雷管的保护覆盖在高温环境中发生塑料连接套膨胀变形甚至熔化, 甚至脚线也会出现脱落的现象, 并且电雷管不能承受130℃的高温, 直接发生自爆。

引爆索在130℃的高温环境下, 受热段虽不能正常起爆, 但是不会产生自爆, 相对较为稳定, 并且在起爆操作时更为简单, 为高温火区的爆破缩短时间, 保证技术人员的安全性。后期的降温注水对其产生的影响不大, 耐水性好能够在注水炮孔环境中正常使用。

防护材料必须选用耐高温、防水性好、经济环保的材料。目前, 国内使用最多的就是隔热PVC管、石棉或者海泡石等材料。其中海泡石因为能够在内外温差为100℃甚至以上的情况下正常防护, 并且价格较低, 所以被广泛采用。

2.3 高温火区爆破技术规范

在爆破工作前必须测量炮孔温度, 并加以标记, 装药前将孔清理干净, 将药包编号和药剂量按照要求堆好, 并对炮孔进行注水降温, 使温度保持在80℃以下。

注水后还要重新测量泡孔深度, 避免出现岩石脱落变迁, 及时调整药量。根据实际情况确定矿区内高温火区爆破的最大孔数, 指定两名技术人员装填。

常温孔和高温孔同时爆破时需要先装常温再装高温, 并且时间不能过长。装完药孔后要及时填塞炮泥, 确认密封性良好后即可起爆。如有堵孔应立即用炮杆处理, 在2min内处理不了立即放弃该孔, 撤离周围技术人员。

3 结束语

由此可知, 在处理露天煤矿高温火区爆破时, 要保证其安全性, 就需要从爆破的炸药成分、引爆器及源头灭火、温度控制和爆破技术上进行全方位的管控。

参考文献

[1]李晓虎, 等.煤矿火区中锡箔纸防水袋注水爆破研究与应用[J].爆破, 2016, 01:110-113.

[2]曹进军, 等.露天煤矿高温火区爆破测温技术的研究与应用[J].爆破, 2016, 02:128-131+154.

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[4]蔡建德.露天煤矿高温区爆破安全作业技术研究[J].工程爆破, 2013, Z1:92-95+73.

[5]李世海, 等.煤层自燃防治与高温爆破安全技术中的若干力学问题[J].爆破, 2015, 03:1-9+16.

火区综合治理 篇6

煤田大火遍布世界各地,煤田火灾已发展成为全球性的灾难[1],严重威胁着人类健康、自然环境和煤矿安全生产,造成了巨大的资源损失和环境污染。煤田火区是指在自然条件下,埋藏在地下的煤由于自然或人为的因素,与空气接触后,发生一系列物理化学反应,从氧化蓄热到剧烈燃烧而形成的具有一定规模的,并对环境 产生一定 影响的煤 田区域。一个完整的煤田火区发展演化过程可以概括为风化氧化、自然发火、燃烧系统发展和降温熄灭4个阶段[2,3],其燃烧特点:1高温特征。火区燃烧中心的温度一般在800℃左右,最高的可以达到1000℃。2变氧浓度特征。随着煤田火区向地下深部发展,从地面到火区燃烧中心或从火区外围向燃烧中心,氧气浓度呈逐渐递减的趋势。3贫氧特征。一般地,接近地表裂隙的煤体所处气氛的氧浓度较高,而在火区燃烧中心,由于裂隙不够发育,空气渗流作用较小,而且温度极高,煤体燃烧剧烈,耗氧强度极大,所以煤体处于极度贫氧状态。

从20世纪80年代开始,国内外许多学者相继建立了多种煤自燃特性参数测试实验台,用于测试煤样的自燃倾向性[4,5,6,7,8,9]。20世纪90年代初,西安矿业学院(今西安科技大学)首次建立了煤自然发火实验台,并于2013年在原有基础上,重新设计建造了装煤量为2.5t的XK-VI型煤自然发火实验台[10]。此外,该团队还设计搭建了煤自燃低温程序升温实验台[11]以及油浴程序升温实验台[12],用于模拟并研究煤在低温阶段自燃过程中的临界温度、耗氧速率、放热强度、最短自然发火期等自燃特性参数,该实验台很好地模拟了煤自燃的过程,并用于指导了大量的实践。但是,现有装置耗时、耗财、耗力,而且干扰因素较多,对实验条件要求较高,而且只停留在低温阶段,仅针对煤自燃低温氧化阶段(200℃以内)的特性参数进行测定,为矿井火灾的预防与治理提供理论支撑。然而,煤田火区燃烧时间长,范围大,且具有高温贫氧氧化特点[2,3],可在贫氧浓度条件下继续发展扩大。因此,本文研发了一种操作简单、测试准确、重复性好、实验周期短、工作效率高且具有供氧浓度可调节、实验温度可达1000℃高温的煤田火区燃烧特性参数测试装置。

1测试装置工作原理及设计原则

1.1工作原理

煤田火区燃烧特性参数测试装置的工作原理如图1所示。气体经过流量计通入反应炉内,在铜管中充分预热后送入装有煤样的反应罐中,与煤体反应后的气体从反应罐顶部通过铜管通到反应炉外,再使用气相色谱仪进行检测。

1.2设计原则

设计原则:1气源部分可调节,以便研究不同氧浓度及不同风量对煤自燃的影响。2温度控制智能化,简单易操作,保证测试在较短的时间内完成。3高温反应炉保温性能良好,可提供高温环境,且测温精 确,升温过程 中温度场 均匀稳定。4煤样罐导热性能良好,气体在煤体内均匀稳定流动。5能够以不同氧浓度、不同升温速率或升温方式进行煤田火区燃烧过程的模拟。

2测试装置设计

煤田火区燃烧特性参数测试装置包括气源(空气泵和装有不同氧浓度的高压气瓶)、高温反应炉、自制的煤样罐、气相色谱仪等,如图2所示。

2.1气源部分设计

由于测试煤样量较大,供气量大,为了保证气流通畅、减小通风阻力,气路均采用Φ8铜管,气源选用SPB-3全自动空气泵和高压气瓶组合供气,并通过减压阀、稳压阀和三通与转子流量计相连。煤样罐的供气量(即模拟风量大小)由转子流量计调节。

2.2高温反应炉设计

2.2.1加热方式

鉴于高温反应炉内为空气介质,且热传递方式为热对流和热辐射,在低温段是对流传热方式起主要作用,随着温度的不断增高,热辐射作用逐渐占优势地位[13]。又因炉膛内的保温材料为陶瓷纤维,为保证高温反应炉内温度均匀,应尽量减小炉内各向温差,故将电炉丝半裸露镶嵌在高温炉内除炉盖外的5个面内。

2.2.2温度检测

由于该实验设计达到1000℃高温环境,且要求测温精确度高、响应速度快,故选择S型单铂铑热电偶作为测温元件[14]。高温反应炉内环境温度测量热电偶设计安装在炉体两侧面中心。内部移动式热电偶选用软质材料导线,热电偶数量为6个,分别布置在炉体正前、后两面中部,由炉体外部插入,且其端头位于各罐体中心线中央位置,以便于测量罐内煤体温度。

2.2.3温度控制

工业上广泛应用基于人工智能的PID控制实现温度控制[15,16],其中比例(P)控制能根据温差大小调节马弗炉加热功率,温差小时其输出也小;积分(I)控制能够提高控制精度;微分(D)控制能实现超前控制,减小热惯性影响。通过PID控制可以根据炉内环境温度与设定温度的差值,加大或减小电炉丝的加热功率,从而实现温度控制[17]。

2.2.4炉体结构设计

高温反应炉结构如图3所示。反应炉整体形状设计为箱式,材质为碳材料,连接工艺为焊接,炉门设计在炉体顶部,采用只提式打开方式;炉体和炉盖均为双层材料,内层炉膛材料为陶瓷纤维,外层为碳钢材料;炉体除炉盖外其余5个面均设置加热丝,炉体底部安装耐火砖,并覆盖SiC(碳化硅)底板,以提高炉体的抗压性能。炉盖上安装有6个实验设备进出气口,出气口高于炉盖,并采用出螺纹结构,直径为30mm。出气管的下端为光面直筒,配置相应的旋丝盖扣死,以减少不必要的热量散失,提高炉子的保温性能。为了提高实验的可参考性和工作效率,在高温反应炉的 尺寸设计 上,设计为可 同时容纳6个最大直径为200 mm的煤样罐 或单个直 径为300mm的煤样罐进行煤自燃高温实验。

支架部分主要由电动机、联轴器、转向座、传动轴、升降机、导柱、限位器等组成。电动机通过联轴器连接转向座,转向座通过传动轴连接升降机。升降机安装在炉体两侧中部,导柱安装在炉体的底部四角位置。高温反应炉体可通过该升降机实现开启和关闭功能。在升降操作过程中,通过限位器控制炉体升降的极限位置,防止设备损坏。高温反应炉主要由炉体、温度检测与控制器(耐高温热电偶、电炉丝、温度控制面板)、支架等组成,如图4所示。

2.3煤样罐设计

自制煤样罐为圆柱体,材质为耐高温碳硅材料,直径为300mm,高为200mm。罐盖与罐体采用法兰连接方式固定,中间夹有石墨垫片,以提高实验煤样罐的气密性。煤样罐结构如图5所示。

在罐体侧面距罐底30mm处安装进气铜管,并在罐内同一水平面环形布置进气管。为保证煤样罐内供气的均匀性,并防止高温环境下产生的煤焦油堵塞气孔,在环形进气铜管上均匀布置8个小孔,且孔口朝下,环形直径为150mm,以确保气体在煤体内同一水平面流速相同。在距离罐底30 mm处安装一片刚性较强的钢网,并在钢网上铺2层200目的铜网,以托住实验煤样,并提供气体缓冲区,使气体更加均匀稳定。密封盖上以同样方式布置出气管,并由罐盖中央通出,以备气体采集。在罐体侧面中心位置焊接有热电偶套管,根据热电偶直径,套管采用直径为8mm、长度为200mm的钢管。为保证测温精确度,钢制套管管壁应尽量薄,且套管在罐内一端密封,以保证罐体不漏气。

2.4气样采集

气体采集采用人工方式,按照实验的具体要求,在煤样温度为20℃的整数倍时,使用一次性注射器连接出气管路上预留的抽气口,缓慢均匀地采集反应煤样罐内的气体,使用北分SP-2120型气相色谱仪进行气体组分分析。

3实验分析

3.1温控性能检测

经过不同升温速率、不同升温方式的温控性能检测得出:所设计的 测试装置 可提供室 温至1000℃的环境 温度,温度均匀 性为垂直 方向±10℃(水平方向 ±6℃),最大升温 速率为20℃/min,温度稳定性为±1℃,可编程序30段;具有PID参数自整定功能、手动/自动无干扰切换功能、超温报警功能、温度补偿和校正功能;可以根据具体的实验要求,进行不同升温速率和不同升温方式(升温、保温、自然降温)下的温度控制。

3.2煤田火区燃烧特性实验

3.2.1实验条件

实验所取煤样为长焰煤。将原煤在空气中破碎并筛分成粒 度为0~0.9 mm,0.9~3 mm,3~5mm,5~7mm和7~10mm的5种煤样,取5种粒径煤样各1.5kg充分混合,组成平均 粒径为4.18mm的混合煤样7.5kg,装入煤样 罐进行实验。高温反应炉升温速率设 为0.38℃/min,气源采用空气泵压缩空气供风,流量为1300mL/min。

3.2.2实验过程及结果

实验过程严格按照要求进行,历时约24h。实验前煤样罐装煤高度为10cm,实验后煤样高度为6.5cm,煤样外观无明显变化,各粒径均存在。在实验过程中,主要的现象有:当煤温达到120℃左右时,出气口有大量水生成;270℃左右时,有汽油味出现;310℃左右时开始出现青烟,且烟气的量随煤温升高而迅速增加;330℃左右时,出气管口所在的水槽内有黄色物质生成;390℃左右时,开始出现大量白烟,随着时间的推移,烟量逐渐降低。实验所得的宏观特性参数变化曲线如图6—图14所示。

由图6—图14可以看出,煤样可以在高温贫氧条件下继续发生反应,放出大量的热量,维持火区的发展扩大,且CO等伴生气体的产生量变化规律明显。实验结果与煤田火区氧化燃烧特性相符,证明实验装置的设计是合理和可行的。

4结语

物探技术在煤田火区探测中的应用 篇7

1 内蒙古乌达火区概况

内蒙古乌达煤矿区是煤火探测主要研究区。乌达煤田处于鄂尔多斯盆地西缘, 属华北石炭、二叠系煤田。乌达煤田燃烧时间长, 面积广, 损失大, 环境污染严重。从1978年乌达矿区的苏海图煤矿井下采空区出现火区以来, 至2005年初, 共形成16个火区, 火区总面积达到349.6万m2。

2 室内分析测试

研究过程中, 对18块岩石样品跟踪测定了在无氧、有氧条件下加、降温过程中的磁性变化, 对10块岩石样品跟踪测定加温过程中的电阻率变化, 野外将未烧变岩石放入高温裂隙中模拟煤火自燃加、降温过程并测量加温前后的磁性变化, 野外烧变岩露头磁性测定, 钻孔取样测定地下烧变岩磁性。试验室磁性跟踪测定方法:将乌达煤层顶底板岩样加工成2 cm×2 cm的立方体, 在室温下测得样品的磁化率和磁化强度, 之后把这些样品放入到加热仪器中加热到所需要的温度, 再把这些样品放在地磁场里降温至室温, 分别测定其磁化率和剩余磁化强度 (图1) 。

选择岩样新鲜面, 抽取直径6 mm、高度30mm的圆柱, 在中国科学院地球化学研究所地球深部物质与流体作用实验室完成高温条件下的电阻率测定, 测试结果见图2。

结果表明, 岩石标本加温到500℃后的磁性显著增强了, 可达原值的几十倍甚至上千倍 (野外实测剩磁最大达3.14 A/m, 磁化率最大达30000×10-5SI) , 增强的原因是产生了新的强磁性矿物 (磁铁矿等) 。烧变岩剩磁方向基本与区域地磁场一致, 无反磁化现象。石英砂岩样品加温到500℃后, 随温度增加电阻率呈降低趋势, 在900℃左右电阻率趋近于零。在系统分析了上述自燃区岩石物性特征基础上, 认为在地下煤层自燃的形成阶段, 由于围岩温度较低, 一般不会形成明显的磁异常, 但多数情况下可能出现电阻率升高或异常;在地下煤层自燃的发展阶段, 随着温度的不断升高, 烧变岩体的形成可能出现磁异常和低电阻率异常;在煤火熄灭阶段, 退温后的烧变岩可引起较强的磁异常。

3 野外物探测量

在乌达地区开展了磁法、地面磁化率测量、氡气、米测温、高分辨地电阻率、高密度电法、四道伽马能谱、瞬变电磁法等地面物探方法的测量工作。野外航磁异常踏勘结果表明, 航磁异常与火区相关性可达71%以上。通过航磁、航电资料对比分析, 可识别出地球物理前提较好的地下煤层自燃的异常。通常, 同时出现航磁异常和航电异常时, 该类异常由地下煤层自燃引起的可能性最大, 燃烧的规模较大且可能还在燃烧之中;当只有高电阻率异常而无航磁异常时, 可能是地下煤层燃烧时间不长且规模较小, 尚未达到形成烧变岩以致引起磁异常的阶段, 但也可能是其他地质原因引起;当只有航磁异常而无高电阻率异常时, 有可能是地下煤火已经熄灭且恢复到常温状态。如果和ASTER等遥感资料提取的热异常信息进行综合对比分析, 则识别煤火异常的效果更佳。对同一火区, 采用不同时间的磁法测量, 根据磁异常特征的变化可以探测地下煤层自燃的发展趋势。

4 反演方法和验证

以航磁、航电、地面物探资料为基础, 进行了磁场的2度半多边形人机联作反演、三维反演、频率域场的功率谱计算、水平梯度极大值、电法的电性体反演、放射性的氡气深度反演方法等确定地下燃烧体的位置、深度及分布范围的研究, 开展了地面磁法水平梯度和垂直梯度方法圈定火点边界试验。通过对试验区物探资料的综合解释, 初步建立了地下煤层自燃不同阶段的异常解释模式, 为快速查明地下煤层自燃的分布情况及燃烧状态提供了新的手段。在矿区完成了5处钻孔取样工作, 获得了地下烧变岩顶深、燃烧状态、磁性特征等资料。布设的钻孔位于煤田的无火区、着火区和熄灭区。钻孔勘探结果与室内推断结果基本吻合:a.无磁和高视电阻率异常, 但有氡气异常, 钻探证明存在热异常。b.高磁和低视电阻率异常, 钻探证明死火区或无火区。c.有磁和高视电阻率异常, 钻探证明有火, 且存在热异常, 烧变岩顶深计算误差小于20%。

5 结论

采用物探方法能够实现地下煤田着火点有效探测。电磁系统完成火区勘查;地面以高精度地面磁法为主, 辅以氡气测量、电法、地面米测温等方法完成地下煤层自燃探测工作。在我国开展煤田着火状况调研工作, 并选择合适地区开展航空物探火区勘测工作, 为火区灭火和监测提供基础资料。

摘要:煤矿自燃火灾的火源隐蔽, 给灭火工作带来困难, 控制煤田自燃火灾的关键是准确探测火区范围及燃烧中心, 为灭火工作提供依据。采用物探方法进行火区探测, 具有速度快, 能够确定火区燃烧中心位置的优点。钻探验证结果表明, 依靠磁法确定火区着火点深度误差小于20%。

关键词:煤火,物探,磁法

参考文献

[1]王振东.浅层地震勘探应用技术[M].北京:地质出版社, 1998.

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