采空区自燃“三带”（共5篇）
采空区自燃“三带” 篇1
0 引言
预防矿井自燃火灾是井下安全生产的重中之重, 并具有隐蔽性的特点, 即使在初期被发现, 由于采空区的难以触及等原因, 也很难准确的找出自燃点, 而等到发现其自燃征兆为时已晚, 早已发展到后期并控制艰难, 还可能引起瓦斯爆炸等次生灾害[1]。
现今可以采用计算机模拟采空区内氧化升温整个过程直至最高自燃临界温度来确定自燃带, 但计算量较大, 计算时间较长。
本文采用有限单元方法进行数值计算可有效地避免数值振荡[2], 联立达西定律和质量守恒方程, 结合采空区自燃“三带”的划分方法, 确定采空区自燃的危险区域, 为现场自燃火灾的预防和控制提供了基础参数。
1 采空区自燃“三带”的划分依据
目前, 国内外对采空区自燃“三带”的划分标准主要有临界风速法、氧气浓度法和温度法, 以及现今最普遍使用的采空区上限渗流风速和下限氧浓度的叠加的方法, 所以采空区风流场和氧气浓度场的确定对于自燃危险区域的准确判定具有重要的作用。
1.1 临界风速法[3]
当漏风强度大于0.004 m/s时, 认为煤的自燃失去了蓄热条件 (散热带) , 当漏风强度在0.004~0.001 7 m/s之间时最有利于煤氧反应生成热量的聚集 (自燃带) , 而当漏风强度小于0.002 m/s时, 提供的氧气极少, 煤氧反应会因缺少氧气而停滞 (窒息带) 。
1.2 流场与氧气浓度场结合法
当漏风强度大于0.004 m3/ (m2·s) 时, 认为煤的自燃失去了蓄热条件 (散热带) , 当氧气浓度小于7%时, 由于氧气的稀少, 煤氧反应极其缓慢或停滞 (窒息带) , 当漏风强度小于等于0.004 m3/ (m2·s) 并且氧浓度大于等于7%时, 即有充足的氧气也有良好的蓄热条件 (自燃带) 。
漏风强度计算:
式中Q—多孔介质内采空区的漏风强度,
φ—采空区的孔隙率, %;
v—采空区内空气的渗流速度, m/s。
此次模拟中采空区的孔隙率取20%, 则采空区的上限渗流速度满足:
经计算vmax=0.02 m/s
因此, 在进行“三带”划分时, 危险区域的确定是通过采空区上限渗流风速和下限氧气浓度的叠加而获得, 即为:
2 计算模型
2.1 物理模型
本文以工作面为U型通风方式为例, 其采空区深度为300 m, 工作面长度为200 m, 进风巷风量1 000 m3/min, 通风方式如图1所示, 计算区域如图2所示。
2.2 数学模型
由于采空区流场高度远小于平面尺寸, 本文采用2D模型模拟计算, 能有效减少计算量和计算时间。由于煤自燃过程非常缓慢, 认为在正常生产中, 采空区的渗流、气体扩散等过程是稳态的, 则采空区渗流及气体扩散方程联立[4,5]为:
式中H—流场等效高度, m;
p—工作面风压, Pa;
k—渗透性系数, 0.33~0.1 m2/ (Pa·s) ;
Kp—碎胀系数分布函数, 1.5~1.1;
K (0) p—初冒碎胀系数;
c—采空区内O2浓度;
φg—采空区瓦斯涌出强度, 2.5 mol/
W—煤氧化耗氧源汇项, 300 K时耗氧速率为1.28×10-5 kg/m3s;
D—气体弥散系数张量, m2/s;
U—渗流速度矢量。
2.3 定解条件
2.3.1 边界条件
p=R1Q2 (L-y) (在工作面边界上)
Z型和Y型回风边界p=ρυ2/2, p=0 (在其他边界)
c (φ) |Γ1=c (φ) (0) |Γ1=21% (在新鲜风边界上)
式中Γ1—第一类边界;
R1—单位长度工作面的风阻, 0.0013
L—工作面长度, m;
y—距工作面进风隅角的距离;
Q—工作面的平均风量;
c (φ) (0) —新风气体浓度, 9.375 mol/m3
2.3.2 初始条件
c (φ) |τ=0=c (φ) (0) t|τ=0 (在计算域)
3 计算结果与分析
计算区域共划分2 730个三角形网格, 采用有限元方法分别对U型回采工作面通风方式的采空区遗煤氧化进行数值计算与分析。其中, 在模拟计算中, 所选取的基础参数取自文献[6]。
对于回采工作面U型通风方式, 其采空区渗流场如图3所示。
图3给出了U型通风方式下采空区内渗流场的分布, 进风侧和回风侧的速度较大, 最大值为0.103 m/s, 在45 m处达到自燃渗流风速上限0.02 m/s, 在93 m为自燃渗流风速下限0.008 m/s, 随后逐渐减小。
采空区的氧气浓度分布如图4所示, 进风侧氧气浓度大于回风侧氧气浓度, 呈“S”型, 在168 m处达到自燃氧气浓度下限7%, 随后逐渐减小。
按照临界风速法划分采空区遗煤氧化自燃“三带”的分布区域如图5所示, 其中0~45 m为散热带, 45~93 m为自燃带, 93~300 m为窒息带, 最大自燃带宽度为48 m。
按照流场与氧气浓度场结合法划分采空区遗煤氧化自燃“三带”的分布区域如图6所示, 其中0~45 m为散热带, 45~168 m为自燃带, 168~300 m为窒息带, 最大自燃带宽度为123 m。
两种方法划分采空区自燃“三带”的分布区域及最大自燃带的宽度是不同的。基于临界风速法, 采空区最大自燃带宽度为48 m, 而依据流场与氧气浓度场结合法, 则最大宽度为123 m。前者采空区自燃的最大宽度比后者小75 m。
4 结论
(1) 简化数学模拟, 省略了计算量较大的温度场, 用模拟出的渗流场和氧气浓度场结合采空区“三带”理论, 可以划分出采空区“三带”, 对现场有一定的参考价值。
(2) 目前采空区自燃“三带”尚无统一标准划分, 而诸多划分方法得出的结果有时相差很大, 如本次得出临界风速法和流场与氧气浓度结合法划分的最大自燃带宽度相差75 m, 根据理论得出的结论应与现场实际相结合。而采空区遗煤自燃是漏风供氧和煤氧反应综合的结果, 所以在划分采空区自燃“三带”时, 流场与氧气浓度场相结合来考虑比较与现实相符。
参考文献
[1]范维唐, 卢鉴章, 申宝宏.煤矿灾害防治的技术与对策[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2007
[2]李宗祥, 韦涌清, 孙世军.非均质采空区气-固耦合温度场迎风有限元求解[J].昆明理工大学学报, 2004, 29 (2) :5-9
[3]杨宏民, 牛广柯, 李化金.采空区自燃“三带”划分指标的探讨[J].煤矿安全, 1998, 29 (05) :26-28
[4]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
[5]李宗祥, 吴志君, 王振祥.采空区遗煤自燃升温过程的数值模型及其应用[J].安全与环境学报, 2004, 4 (6) :58-61
[6]李宗翔, 许端平, 刘立群.采空区自然发火“三带”划分的数值模拟研究[J].辽宁工程技术大学学报, 2002, 21 (5) :545-548
采空区自燃“三带” 篇2
1 2324工作面概况
2324工作面位于矿井-700 m水平西二采区, 标高为-574~-625 m, 走向长530 m, 倾向长136m, 煤层倾角8°, 主要开采下石盒子组3号煤层, 回采方式为综采, 采用U型通风方式, 全部垮落法控制顶板。所开采3号煤层属于易燃煤层, 自燃倾向等级为Ⅰ级, 自然发火最短时间为46 d。
2 采空区监测点布置
为监测采空区遗煤自燃情况, 在工作面建立温度、一氧化碳、氧气及乙烯观测系统。沿2324工作面倾向布置5个测点, 测点间隔为27.2 m, 测点外管路延伸至工作面150 m处布置观测站。每个测点埋设2个温度传感器和1根束管, 并用直径50 mm的外套钢管进行保护, 以提高观测系统数据获取的可靠性。同时结合气相色谱仪, 对采空区内气体成分进行监测分析。
测温取样测点布置如图1所示。
3 采空区自燃三带划分依据
采空区按照煤发生自燃难易程度划分为3个区域即采空区三带, 分别为散热带、自燃带和窒息带[1,2,3,4], 采空区三带划分, 主要有以下3种划分方法[5,6,7]:采空区漏风风速、采空区氧气浓度及采空区温度。采空区漏风流速划分法主要通过实验室模型试验或现场实际测定漏风风速, 而现场实测会受测量仪器精度、采空区风流方向不可预见性等影响, 考虑到上述因素, 目前工程实践中应用较多的划分方法为:以采空区氧气浓度划分法为主, 以温度划分法为辅, 两者相结合。
采空区内氧气浓度法划分标准:大于15%为散热带;5%~15%为自燃带;小于5%为窒息带[8]。根据实测的3号煤层采空区氧气浓度, 同时参考以上划分标准, 确定2324工作面采空区自燃三带范围。
4 测定结果及分析
通过现场实测, 得到了2324工作面采空区氧气浓度和温度数据, 氧气浓度和温度变化情况如图2、图3所示。由图2、图3可以看出, 各测点氧气浓度随着与工作面距离增大, 总体呈下降趋势, 大体呈现3个阶段, 初期氧气浓度变化不大, 中期氧气浓度急剧下降, 后期氧气浓度变化缓慢并趋于稳定。测点1在埋深14.06 m时, 氧气浓度降为15%, 即由散热带进入自燃带;埋深在48.92 m时, 氧气浓度降为5%, 此时由自燃带进入窒息带。同样测点2、测点3、测点4、测点5氧气浓度降为15%时, 测点距离工作面距离分别为16.23, 18.14, 14.14, 11.82 m;氧气浓度降为5%时, 上述4个测点距工作面距离分别为65.90, 64.72, 51.60, 47.04 m。分析认为, 考虑到进风侧布置挡风设施前提下, 采空区中部靠进风侧漏风较大, 回风一侧漏风较小, 造成了进回风侧测点 (测点1和测点5) 进入自燃带和窒息带的距离较巷道中部测点 (测点2和测点3) 小, 这一规律符合采空区漏风流场与漏风的变化规律。
同时分析图3温度变化曲线可知, 在各个测点对应的自燃带范围内, 温度变化波动大;各测点对应的散热带和窒息带内温度变化较稳定。温度变化波动大并升高, 说明在该区域煤的氧化速率加剧, 采空区内遗煤自燃可能性增加, 在一定程度上侧面验证了根据氧气浓度划分2324采空区三带范围结果的正确性。另外, 测点3温度较同一位置的采空区内其他测点要高, 同时测点3在距工作面54 m左右时, 温度有较大增加, 达到46.6℃, 侧面反映了测点3是煤炭氧化自燃的主要区域, 造成这种原因主要是由于测点3靠近进风侧, 遗煤氧化消耗的氧气在一定程度上能得到较好补充造成的。
根据采空区氧气浓度和温度的实测分析, 2324工作面采空区自燃三带的范围是:散热带小于11.82 m;自燃带在11.82~65.90 m;窒息带在大于65.90 m。结合最短发火期及窒息带宽度, 计算得到2324工作面回采时最小极限推进度为43 m/月, 依此推进速度, 采空区遗煤将不会发生自燃危险。
5 结论
(1) 采用沿工作面倾向布点的方式, 对采空区温度和氧气浓度进行了实测, 划分了2324工作面采空区自燃三带范围:散热带小于11.82 m;自燃带为11.82~65.90 m;窒息带大于65.90 m。
(2) 依据2324工作面3号煤层最短发火期及实测三带范围, 计算得该工作面回采时最小极限推进度43 m/月, 为合理组织生产、防止采空区自燃提供了参考。
参考文献
[1]邓凯, 袁树杰.综采工作面采空区煤炭自燃三带的划分及实测[J].煤矿安全, 2012, 43 (5) :141-146.
[2]张延松, 王德明, 朱红青.煤矿爆炸、火灾及防治技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2007.
[3]付立志.综采工作面采空区自燃“三带”分布规律研究[J].中州煤炭, 2012 (3) :88-91.
[4]徐瑞, 李增华, 刘震, 等.许疃煤矿采矿区自燃“三带”范围的确定[J].煤矿安全, 2011, 42 (8) :115-118.
[5]王亮, 张人伟, 裴晓东, 等.综放工作面采空区自燃“三带”的试验研究[J].煤矿现代化, 2005 (5) :21-24.
[6]杨胜强, 张人伟, 邸志前, 等.综采面采空区自燃“三带”的分布规律[J].中国矿业大学学报, 2000, 29 (1) :93-96.
[7]陆冬冬, 袁树杰, 刘健东.采空区煤炭氧化自燃“三带”的划分方法和局限性[J].黑龙江科技信息, 2009 (34) :44.
采空区自燃“三带” 篇3
矿井火灾一直威胁着煤矿的安全性,采空区煤炭自燃是矿井火灾的主要致因之一,是矿井防灭火工作的治理重点,有时即使发现发火征兆,也不易找到真正火源点[1]。目前,随着煤矿开采技术的不断发展,矿井开采强度加大,尤其在综放工作面条件下,一次采全高,提高了煤矿经济效益[2],但同时采空区漏风强度大、丢煤多等因素,也增加了防灭火工作的难度。采空区自燃危险性急剧增大,严重影响和威胁着矿井的安全生产。对采空区自燃“三带”进行观测和确定,找出综放面采空区“三带”分布规律,可以有效地指导综放工作面的防灭火工作[3]。针对五沟矿1021工作面,研究其采空区自燃“三带”分布规律,对防灭火措施的制订提供科学依据。
1 工作面概况
1021工作面位于五沟矿南翼二采区东部,为南二采区首采工作面,北与1017采空区相邻(两条巷道外侧留设了4 m煤柱),西靠南二采区三条大巷,南距F8(产状:∠70°H=0-20 m)中型正断层170-190 m,工作面停采线与南二采区回风大巷留设160-216 m的保护煤柱。工作面机巷走向长约1413 m,风巷走向长1306 m,工作面长172 m。工作面机巷标高在-283.7 m--321.2 m之间,风巷标高在-299.02 m--339.7 m(巷道顶板标高)之间,工作面形状呈矩形。工作面采用综采倾向长壁俯向回采法采煤,全部垮落法管理顶板。本工作面煤层具有自燃性,属于II级自然发火煤层,煤厚赋存大部分较稳定,煤层厚度在0.1-5.5 m之间,平均厚度为3.1 m。煤层倾角为5°-15°,平均倾角为10°,局部倾角较大。据《矿井地质规程》煤层稳定性评价标准,本工作面煤层为较稳定煤层。受构造影响,部分地段煤层起伏比较大,断层较多,对正常回采影响较大。
2 “三带”划分方法
采空区自燃“三带”是客观存在的,但如何划分,是一个复杂的问题。由于探测手段和方法的局限,加上综放工作面条件下,采空区特性较为复杂[4],想要准确划分是难以做到的。目前对“三带”的划分方法,主要有漏风风速法、氧浓度法和温升速率法等[5]。
漏风风速法:一般认为,风速大于0.9 m/min为散热带;风速在0.02-0.9 m/min为氧化带;风速小于0.02 m/min为窒息带。
氧浓度法:一般认为,氧浓度大于18%为散热带;氧浓度在10%-18%之间为氧化带;氧浓度低于10%为窒息带[6]。
温升速率法:当温升率大于或等于1 ℃/d时,就认为已进入氧化带;当温升率小于1 ℃/d时,就认为已进入窒息带。
但各种划分方法都有其自身问题,不能合理反映出“三带”的实际分布情况。例如氧浓度法,不能准确划分散热带和自燃带,因为在自燃带中氧浓度也有可能达到20%以上[7]。因此需要利用综合标准来确定“三带”。
3 测试系统布置
从可靠性、施工方便和经济性等方面考虑,分别在1021工作面的机巷和风巷布置4个测点,测点编号1—8,测点间距18 m,每个测点同时布置采集气体的束管和观测遗煤的热电偶系统,测点外管路延伸100 m,在离工作面148 m处布置观测站,如图1所示。
系统能否进行安全保护是试验成功的措施之一,为了保障系统的安全运作,设计了如图2所示的保护装置。在测点处焊接0.5 m长的支管,束管与温度探头穿与其中,支管外套一个外罩管,外罩管上钻直径为10 mm的透气孔,外罩管与支管固定成整体。测点之间,用干管和法兰盘相接,支管与干管成45度角,以防顶板压垮和巷道积水淹没测点。
4 现场测定及结果分析
选择已标定的铜-康热电偶配以DY3130数字式毫伏电表对测点温度进行监测,利用防暴抽气泵和气体采样袋通过预埋束管采集测点气体。测点进入采空区后,每2-3天观测一次,测定每个测点的温度,采集每个测点的气样,并用JSG-7型煤矿自然发火束管监测系统进行气体成分分析。
通过实测,分别记录了风巷和机巷测点温度随时间的变化情况,以及氧浓度随工作面推进的变化情况,如图3、图4、图5、图6所示,并对实测结果进行如下分析。
4.1 温度测定结果分析
由图3、图4测点温度随时间的变化曲线分析,1021工作面采空区内的温度在第25天到29天之间平均每天温升超过了1℃,此时风巷测点的埋深为30 m左右,机巷测点的埋深为35 m左右,在测量的第35天后,温度趋于稳定并有略微下降的趋势,此时测点的埋深为70 m左右。由温升速率法可知,机巷侧:散热带范围为0-35 m,氧化带范围为35-70 m,窒息带范围为70m以后;风巷侧:散热带范围为0-30 m,氧化带范围为30-70 m,窒息带范围为70 m以后。
4.2 氧浓度测定结果分析
由图5、图6测点氧浓度随工作面推进距离的变化曲线分析,在刚进入采空区33 m的范围内,氧浓度维持在20%-18%左右,这是因为靠近工作面,漏风较大,供氧量与遗煤氧化耗氧量基本持平或略小于耗氧量[8]。随着向采空区深部进入,由于遗煤氧化耗氧量不断增加,氧浓度减少,机巷测点氧浓度在76m左右降低到10%,风巷测点氧浓度在80m左右降低到10%,在此之后,氧浓度都基本保持不变。由氧浓度法可知,机巷侧:散热带范围为0-33m,氧化带范围为33-76m,窒息带范围为76m以后;风巷侧:散热带范围为0-33m,氧化带范围为33-80m,窒息带范围为80m以后。
5 采空区“三带”综合划分及临界推进速度
单独采用一种标准划分采空区“三带”,氧浓度法或温升率法,都有一定的局限性,为了能够有效识别采空区自燃氧化状态,需要利用综合的方法,即结合上述用温升率法和氧浓度法得到的“三带”分布范围,再利用MIN-MAX方法[9],将所得到的“三带”范围优化。最终得到优化后的采空区“三带”范围见表1,“三带”分布情况如图7所示。
氧化带遗煤温度会升高,但如果工作面推进速度较快,在遗煤温度升高到自燃临界温度前就已经移动到窒息带,就不会发生自燃[10],据此,得到工作面的临界推进速度:
V=L/T
其中:L—氧化带宽度,m;T—煤最短自然发火期,d。
如果知道五沟矿煤层最短自然发火期T,就可由此得出:V机巷侧=43/T m/d, V风巷侧=50/T m/d。因此工作面的临界推进速度V=max{V机巷侧, V风巷} m/d,该工作面的推进速度平均为2m/d,理论上,如果2>V,则不会发生自燃危险。
6 结论
(1)对于五沟矿1021俯采工作面,局部煤层倾角较大,通过实测温度与氧浓度的变化情况,综合划分采空区“三带”,即结合温升率法和氧浓度法得到的“三带”范围,并利用MIN-MAX法对所得范围进行优化。最终得到优化后的“三带”范围为:机巷侧,散热带0-33 m,氧化带33-76 m,窒息带76 m以后;风巷侧,散热带0-30 m,氧化带30-80 m,窒息带80 m以后。
(2)如果知道煤层的最短自然发火期T,就可由氧化带宽度,推算工作面推进的临界速度V。1021工作面的平均推进速度为2 m/d,理论上, 如果2>V,不会发生自燃危险。但考虑到工作面的特殊条件,断层较多,以及其他可能影响工作面正常回采的因素,导致推进速度放慢,从而可能有自燃危险性。因此在开采过程中,需要特别注意,着重保障工作面的正常回采。正常回采受阻期间,可直接向采空区氧化带灌浆或注三相泡沫,做到高效防灭火,从而保证整个工作面乃至整个矿区的安全性。
摘要：为了防治采空区煤炭自燃,采用热电偶测温和束管气体监测方法对五沟矿1021俯采工作面观测,得到采空区温度及氧浓度的变化情况。通过对温度和氧浓度实测结果的分析,并利用MIN-MAX方法优化,最终确定了采空区“三带”的范围。结合五沟矿煤的自然发火期,可以推算出工作面的临界推进速度,以此有效指导工作面的防灭火工作。
关键词：矿井火灾,采空区火灾,煤炭自燃
参考文献
[1]孙勇,张人伟,贺晓刚,等.综放开采采空区自然发火规律实测分析研究[J].煤炭科学技术,2008,36(5):52-54SUN Yong,ZHANG Ren-wei,HE Xiao-gang,et al.Re-search on site measurement analysis of spontaneous com-bustion law for goaf of fully mechanized top coal cavingmining face[J].Coal Science and Technology,2008,36(5):52-54
[2]陈立,郭鑫禾,武江河.综放面采空区遗煤自燃“三带”范围的预测[J].河北工程大学学报,2010,27(3):69-71CHEN Li,GUO Xin-he,WU Jiang-he.Prediction on therange of spontaneous combustion three-zones in the resid-ual coal in the goaf of the fully mechanized face[J].Journal of Hebei University of Engineering,2010,27(3):69-71
[3]王东江,杨胜强,刘松,等.采空区漏风对煤自燃危险性的影响[J].煤矿安全,2011,42(5):129-132WANG Dong-jiang,YANG Sheng-qiang,LIU Song,etal.The effect of gob air leakage on the danger of coalspontaneous combustion[J].Safety in Coal Mines,2011,42(5):129-132
[4]郝朝瑜,王继仁,等.综放采空区特性与氧浓度分布关系研究[J].防灾减灾工程学报,2011,31(3):323-327HAO Chao-yu,WANG Ji-ren,et al.Study on the rela-tionship of goaf characteristics and oxygen concentrationdistribution in fully mechanized mining face[J].Journalof Disaster Prevention and Mitigation Engineering,2011,31(3):323-327
[5]王刚,程卫民,周刚.综放工作面采空区自燃“三带”分布规律的研究[J].矿业安全与环保,2010,37(1):18-21WANG Gang,CHENG Wei-min,ZHOU Gang.Researchon the distribution law of goaf spontaneous combustionthree-zones in fully mechanized mining face[J].MiningSafety&Environmental Protection,2010,37(1):18-21
[6]邓凯,袁树杰.综采工作面采空区煤炭自燃“三带”的划分及实测[J].煤矿安全,2012,43(5):141-146DENG Kai,YUAN Shu-jie.Classified and measured ofcoal spontaneous combustion“Three Zones”in gob offully mechanized mining face[J].Safety in Coal Mines,2012,43(5):141-146
[7]张国枢,戴广龙.煤炭自燃理论与防治实践[M].北京:煤炭工业出版社,2002:68-69ZHANG Guoshu,DAI Guanglong.The coal spontaneouscombustion theory and prevention practice[M].ChinaCoal Industry Publishing House,2002:68-69
[8]褚廷湘,杨胜强,等.实测采空区温度和气体成分的自然发火“三带”范围确定[J].煤矿安全,2008,40(7):7-10CHU Ting-xiang,YANG Sheng-qiang,et al.Research on“Three-zone”of spontaneous combustion by measuringtemperature and gas consistency in goaf[J].Safety inCoal Mines,2008,40(7):7-10
[9]陆新晓,曹凯,吴征艳.基于O2和CO浓度综合划定采空区“三带”[J].矿业工程研究,2011,26(3):48-50LU Xin-xiao,CAO Kai,WU Zheng-yan.Comprehensivedetermination of goaf“Three-zones”based on the concen-tration of oxygen and carbon dioxide[J].Mineral Engi-neering Research,2011,26(3):48-50
[10]时国庆,王德明,等.基于FLUENT对采空区氧气浓度场的数值模拟[J].煤炭科学技术,2009,(6):76-79SHI Guo-qing,WANG De-ming,et al.Numerical simu-lation of oxygen concentration distribution in gob areasbased on FLUENT[J].Coal Science and Technology,2009,(6):76-79
采空区自燃“三带” 篇4
1 覆岩破坏经验计算
通常根据实际情况, 用经验公式预测“三带”高度划分, 为工作现场提供依据。
(1) 冒落带高度计算
采高M=4.2m, 得HK=8.6m-13m。
(2) 裂隙带高度计算
采高M=4.2m, 得HL=35m-46.3m。
2 力学模型分析
研究不同岩层的破坏应从破坏形式着手。将受拉应力超过岩石抗拉强度的区域定义为冒落带;将岩层应力超过屈服强度或抗剪强度发生塑性变形或剪切破坏的岩层定为裂隙带。FLAC3D并不能明确模拟出“三带”情况, 但可以通过分析围岩应力变化, 从量化应力的角度区分“三带”。
3 现场概况及模型构建
3.1 现场概况
以某煤矿1201工作面为研究对象, 采高为4.2 m, 煤层倾角8°, 走向长900 m, 倾斜长380 m, 位于矿中盘区12层煤回风上山北翼, 埋深为360m, 上距10煤为36 m, 底板距13煤为28 m。
3.2 模型构建
本文以煤矿的实际煤层赋存为背景。模型尺寸为走向长380 m, 倾向为280 m, 高160 m, 划分网格总数为159375个, 节点为173288个。
4 数值模拟结果分析
据图1-图3分析推进不同距离时支承应力变化。
由图1-图3可看出, 推进不同距离时, 距煤层顶板不同距离的岩层应力也随之变化。本文根据煤层开采过程中, 上覆岩层受扰动时, 其支承应力变化幅度的大小来进行“三带”划分。根据岩石破坏机理, 将受双向拉应力且超过抗拉强度的岩层区域划分为冒落带, 将岩层应力超过岩石原屈服强度或抗剪强度且发生破坏的岩层划分为裂隙带。根据数据结果, 将支承压力下降幅度小于25%的区域划为弯曲下沉带;支承压力下降幅度大于25%的岩层高度定为裂隙带最大高度, 且此岩层之上岩层为关键层;将支承压力下降幅度大于35%的岩层高度定为冒落带高度。
根据数值模拟结果, 并结合覆岩破坏经验公式, 可知, 本模型模拟的采空区垮落带的最大高度约为距12煤层顶板15m, 裂隙带的最大高度约为距12煤层顶板48m, 距12煤顶板48m之上覆岩为弯曲下沉带。
5 结语
本文利用FLAC3D数值模拟, 对缓倾斜煤层开采过程中覆岩支承应力分布规律进行研究, 得出如下结论:
(1) 受采动影响, 位于开采煤层顶板不同距离岩层应力释放幅度不同, 且距开采层越远变化幅度越小。
(2) 随回采距离的推进, 覆层中应力释放的区域及程度逐渐增大, 应力变化影响高度亦增加, 当推进超过一定距离时, 应力变化影响高度增加幅度减小。
(3) 采空区覆岩应力在开采过程中得以释放, 加之, 在开采过程中进行填充, 在采空区切眼、停采线区域外围附近形成应力集中。
(4) 因充填及覆岩垮落、压实, 采空区上覆岩层最大垮落高度约为15m, 裂隙带最大高度约为48m。
参考文献
[1]郭晓强, 等.覆岩主关键层断裂研究[J].矿业安全与环保, 2011, 38 (S1) :23-26.
[2]许浪, 刘萍.采场上覆岩层应力分布规律的数值模拟研究[J].煤炭技术, 2015, 34 (S5) :105-107.
[3]华明国.采动裂隙场演化与瓦斯运移规律研究及其工程应用[D].北京:中国矿业大学, 2013.
[4]董钢锋.邻近层对开采层工作面采空区瓦斯分布规律研究[D].安徽理工大学, 2013.
[5]杨振, 等.浅埋煤层开采覆岩“三带”分布规律研究[J].山西煤炭, 2012, 30 (S9) :36-38.
采空区自燃“三带” 篇5
1 采空区“三带”观测的重要性
采空区“三带”指的是“冷却带”、“氧化带”以及“窒息带”, 由于开采工艺的缺陷, 导致采空区“三带”是煤炭开采过程中最容易出现火灾的部分, 并且这种火灾不是人为因素导致, 而是在一定因素的影响下发生的自然火灾, 令人防不胜防。由于采空区一般情况下, 人们难以到达, 一旦发生火灾, 灭火难度会剧增, 并且在这个部分发生的火灾, 灭火方法不同于一般地方。为了有效防止采空区“三带”发生火灾, 必须做好观测工作, 随时检测这些地区的温度、气体浓度等因素, 做好记录工作, 分析是否存在异常因素。出现问题, 快速做出反应, 采取有效的方法解决, 争取将事故在酝酿期妥善解决。
2 采空区“三带”观测方法
为了做好采空区“三带”的观测工作, 首先要做的就是对采空区“三带”进行合理的划分, 根据不同地带的特点, 采取不同的监测方法。在进行采空区“三带”划分的时候, 大部分是通过测量采空区自燃三带的各项数据, 根据数据情况对采空区“三带”进行划分。目前, 我国在进行采空区“三带”观测的时候, 最常用的方法是局部束管检测。传统的观测主要是测量采空区的含氧量, 当含氧量达到一定的范围, 可能会诱发自燃火灾。但是根据实践操作发现, 仅以含氧量来作为采空区“三带”火灾的观测指标过于片面, 也不够科学, 很多危险因素无法检测, 通过人们的不断探索探究发现, 通过局部束管系统来进行采空区“三带”气体的变化情况, 并通过系统进行一定的数值模拟, 可以直观的反应采空区“三带”气体变化, 为判断是否寻在火灾诱发因素提供可靠地依据。
3 采空区“三带”注氮防灭火的实践操作方法
氮气防灭火技术就是指将氮气输入采空区或其它区域, 使该区域内空气惰化, 使氧气浓度小于煤自然发火的临界氧浓度, 从而防止煤氧化自燃, 或使已经形成的火区窒息的防灭火技术。经过长期的实践探索, 人们发现采空区“三带”最常用的防灭火方法是通过对采空区氧化带进行注氮, 来有效进行放灭后工作, 不仅可以快速灭火, 而且可以有效的预防火灾的发生。但是在进行注氮防灭火操作的时候, 应该采取科学的方法和合理的步骤, 才可以最大程度上发挥作用。
3.1 注氮方式的选择和实践操作过程
在进行注氮操作的时候, 首先是在地面快速建立制氮机房并铺设管路, 利用安装的制氮机将产生的氮气通过管道或钻孔压注至采空区或其它区域, 达到使该区域内空气惰化, 使氧气浓度小于煤自然发火的临界氧浓度, 从而防止煤氧化自燃, 或使已经形成的火区窒息的目的。注氮方式从空间上分为开放式注氮和封闭式注氮;从时间上分为连续性注氮和间断性注氮。注氮方式按氮气传输方式可分为埋管注氮、托管注氮、插管注氮和旁路注氮等。注氮方式应根据矿井综合实际情况设计。在注氮的过程中, 每一个释放口都要做好保护工作, 提高注氮工作的安全性。一些准备工作就绪后, 当注氮释放口开始进入采空区冷却带与氧化带的交界部位时, 就可以进行注氮。
3.2 注氮防灭火管路设计和注氮量的确定
注氮防灭火的管路设计是注氮防灭火的重要内容, 合理的管路设计可以提高注氮工作的实用性。一般情况下管路的铺设应尽量减少拐弯, 要求平、直、稳, 接头严密不漏气, 管路分岔处应设置三通、截止阀和压力表。每节钢管的支点不少于两点, 不允许在管路上堆放他物。低洼处应设置放水阀或放水器, 管路应进行防腐处理, 表面涂漆。定期对注氮管路进行试压检漏。注氮量的确定, 要按照技术合理、经济可行的原则进行, 选用的制氮能力既要满足防火注氮流量的要求, 又能充分体现经济技术上的合理性。注氮防灭火可以有效的预防火灾的发生, 提高采空区“三带”的安全性, 将安全隐患掐灭在源头, 降低火灾发生的机率。
3.3 注氮防灭火效果分析
经过调查研究发现, 对采空区“三带”进行合理的注氮操作, 是有效预防采空区“三带”发生火灾的有效措施, 并且具有一定的科学依据。通过注入氮气可以有效的降低采空区“三带”的含氧量, 并且可以让含氧量呈现递减趋势, 众所周知, 在含氧量很低的环境下不易发生火灾, 而隔绝氧气也是灭火的有效措施。为了让这个方法更加实用, 需要不断改良注氮方法, 提升注氮的实用性。采空区“三带”环境复杂, 各自具有一定的特性, 在进行注氮的过程中, 一定要选择合适的注氮方法, 否则会适得其反。注氮的最终目的不是灭火, 而是防火, 通过将火灾危险因素隔绝在源头, 提升采空区“三带”的安全性, 保护煤炭工人的生命安全, 促进我国煤炭开采事业的进一步发展。
结语
一直以来, 我国的煤炭事故发生率就是一个令人揪心的事情, 虽然国家一直在出台制度试图提高煤炭开采行业的安全, 减少事故的发生, 但是事故发生往往是一个长期累积的过程, 量变引起质变, 问题发生后的后果、损失难以估算。为了提高我国煤炭开采事业的质量和效率, 保证工人的生命安全, 必须做好采空区“三带”的观测工作和火灾预防工作, 研究更加实用的防灭火方法。不断提高注氮操作方法和技术, 为煤炭行业的健康发展打下坚实的基础。
摘要：我国煤炭资源非常丰富, 煤炭是支撑人们日常生活、促进经济发展的重要能源之一。每天全国上下同时开工的煤矿不计其数, 但是煤矿事故发生率也是一个令人头疼的问题, 虽然近年来我国对于煤炭开采行业进行了大规模整顿, 但是事故的发生总是让人防不胜防。火灾是煤炭最常见的事故, 而且大多数都发生在“采空区”, 本文旨在探讨采空区“三带”的观测以及注氮防灭火的实用方法, 提高煤炭开采的安全性和经济效益。
关键词：采空区,“三带”观测,注氮防灭火
参考文献
[1]邓凯.综采面采空区三带划分方法的研究[D].安徽理工大学, 2012.
[2]刘华锋, 张人伟, 段汉文, 宋凯.综放采空区“三带”观测及注氮防灭火研究[J].能源技术与管理, 2009 (03) :58-60.