运移规律

2024-08-18

运移规律(精选8篇)

运移规律 篇1

目前我国煤矿综采已经实现了全面综合机械化, 它的特点是开采强度大、推进速度快、生产集中且产量高。但是与此同时, 在采煤工作面也会涌出大量的瓦斯, 对综采生产作业的安全构成极大的威胁。

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.

[3]李守国.采空区瓦斯分布及运移规律研究[D].煤炭科学研究总院, 2009.

运移规律 篇2

为研究冻结-冻融过程中水分运移机理,在天山北麓平原通过人为控制潜水不同埋深条件下的模拟试验和田间土壤水分运移观测试验,分析了土壤水势分布和土壤含水量分布特征,发现冻结过程不同潜水埋深条件下的土壤水分运移机理、土壤水与潜水之间的相互转化关系有明显差异.在冻结过程中,潜水浅埋条件下,冻结层下界面与潜水面之间土壤水分运移状态呈上渗型,土壤水向冻结层下界面处运移、积累,同时引起潜水蒸发损耗使潜水位下降,表现出地下水向土壤水转化的基本特征.潜水深埋区,土壤水分运移状态呈上渗-入渗型,同样土壤水向冻结层下界面处运移、积累,同时潜水得到一定的入渗补给并使潜水位上升,表现为土壤水向地下水转化的特征.冻融过程中对于不同潜水埋深,由原来各自的`土壤水分运移状态均逐渐转变为入渗型,形成潜水入渗补给,表现为土壤水向地下水转化的特征.冻融期是土壤水资源、地下水资源形成的重要时期,对于干旱少雨的西北地区而言,冻融水的形成、运移和入渗补给地下水具有重要的生态环境意义.

作 者:荆继红 韩双平王新忠 白铭 JING Jihong HAN Shuangping WANG Xinzhong BAI Ming 作者单位:荆继红,韩双平,JING Jihong,HAN Shuangping(中国地质科学院水文地质环境地质研究所,河北石家庄,050061)

王新忠,白铭,WANG Xinzhong,BAI Ming(新疆第二水文地质工程地质大队,新疆昌吉,831100)

运移规律 篇3

研究发现,盐碱地的形成受自然条件、人为条件等多方面因素的影响[2]。盐碱地一旦形成,可能会引发植物的生理干旱、滞缓营养吸收、影响气孔关闭等[3]。盐碱地的有机质含量较少,土壤的肥力低,理化性质差,对作物有害的阴阳离子较多,从而严重影响作物的正常生长。

盐碱地改良是一个较为复杂的综合治理系统工程,包括水利工程措施、化学改良措施、生物改良措施等治理方法[4,5,6,7,8,9]。

温度作为一个重要的环境气候因子,它的变化对土壤水分运动的影响得到了大量的研究。Gardner[10]根据毛管理论,提出了温度和土壤水势为正相关关系。Haridasan等[11]经过研究表明,土壤水分温度效应取决于土壤水分特性及热效应。Jackson[12]在不同温度下进行了入渗试验,得出温度越高,湿润锋到达设定位置所需要的时间越少的结论。冯宝平[13]经过研究发现,温度与土壤水分运动的湿润锋和累计入渗量为幂函数关系;张富仓等[14]通过对陕西省4种典型土壤持水曲线的温度效应进行定量研究,发现土壤水势温度系数与土壤含水量变化有关。空气湿度和风速能够通过影响水分的蒸发进一步对土壤中水盐运移产生影响,但目前与空气湿度和风速对土壤水盐运移影响相关的研究未见详细研究报告。

研究地气界面两侧温度、湿度和风速变化对土壤中水盐运移规律的影响并对其进行模拟可以为土壤盐碱化的检测、评价、治理等提供一定的理论基础,对盐碱地改良提供理论上的指导[15]。

1 材料与方法

1.1 试验材料

试验土壤取自四川省成都市双流县,质地为壤土,经过拍打、晾晒、研磨、过筛(40目)处理获得试验用土。其粒径分布如表1所示。试验用水为蒸馏水;氯化钠(Na Cl)为分析级别(成都科龙化工)。

注:上述指标测样量为260 g。

1.2 试验方法

将土壤放入φ110×3 mm土壤柱中,土柱底部开小孔并用纱布包裹,土壤装填密度为1.2 g/m3。通过红外控制气相温度分别为10、15、20℃,通过加湿器控制气相湿度分别为50%、60%、70%,通过风机调节风速分别为0.8、1.2、2.5 m/s。待保温系统稳定后,将土柱悬空放入1.0 m×1.0 m×0.4 m的透明培养箱中(培养箱氯化钠质量分数为9.1%,液体深15 cm),土柱底端与氯化钠液面相连。1 h后,在距氯化钠液面分别为6、9、12、15、18 cm处(模拟距地下水深)分别取样。并迅速称取样湿重后转移至干燥箱中,60℃下烘干至质量恒定。

将干土研磨至粉末后,准确称取0.5 g放入离心管中。然后注入10 m L蒸馏水,超声震荡均匀后,以2 000 r/min离心10 min。离心后取上清液用电导仪测其导电率即可。

1.3 数据分析

本试验含水量根据GB 7172-1987测定,土壤含盐量由电导率转换可得[15],公式如下:

C=α×S

式中,C表示溶液的含盐量(g/L);α表示含盐量与电导率的比值;S表示溶液的电导率(m S/cm)。

2 结果与分析

2.1 气相温度对土壤水盐运移的影响

控制气相湿度H=70%,风速V=0.8 m/s,选取气相温度T=10、15、20℃,测取土柱距氯化钠液面6、9、12、15、18 cm含水量和含盐量,即模拟土壤距地下水深6、9、12、15、18 cm处的含水量和含盐量,并得到相应的含水率及含盐量变化趋势,结果如图1所示。

由图1a可知,在不同气相温度下,土壤含水量随着距地下水深距离的增加而不断减小。这是由于随着垂直向上距离的增大,土壤水的重力势就越大,地下水运移到高处需要做更多的功。试验前期,水分浓度差较大,水分不断由下部培养箱向上蔓延。试验过程中,距地下水位6 cm(土壤深处)至18 cm(土壤表面)的土壤水分浓度差不断减小,水分向上运动的推动力减小,随着向上移动距离增加,在两方面的因素共同作用下,水分扩散速度逐渐减少。在试验过程中,这种水分浓度差异始终存在。随着温度升高,土壤含水量不断减小,10℃条件下土壤含水量最高,20℃条件下土壤含水量最低。含水量的积累是毛细作用和蒸发共同作用的结果。温度升高,土壤的水分扩散率增大,水分的持水能力不断减小,水分更容易脱离土壤。水分一部分向上蒸腾,一部分向下渗漏,导致土壤能够保持的水分含量较少,最终表现为土壤含水量减少。

由图1b可知,随着温度升高,土壤含盐量增加。究其原因,随着温度的升高,水分子运动趋于活跃,土表蒸发加快,导致土表水势小,水分浓度差大,从而有较大的水分运移推动力,导致水分带着盐分向上运动的通量较大。在表层的水分蒸发后,盐分留在土壤表面量增加。此外,随着土壤由表面向深处靠近(距地下水距离减小)不同温度下的含盐量差别趋于减小,10℃与15℃情况下含盐量差异由0.82 g/L减少到0.34 g/L,15℃与20℃情况下含盐量差异由0.70 g/L减少到0.16 g/L,说明随着土壤深度增加,温度的影响作用变弱。

2.2 风速对土壤水盐运移的影响

控制气相温度T=20℃,气相湿度H=60%,选取风速V=0.8、1.2、2.5 m/s,测取土柱距氯化钠液面6、9、12、15、18 cm含水量和含盐量,即模拟土壤距地下水深6、9、12、15、18 cm处的含水量和含盐量,并得到相应的含水量及含盐量变化趋势,结果如图2所示。

由图2a可知,在不同风速下,土壤含水量均随着距地下水深距离的增加而不断减小,原因同于不同温度条件下含水量变化。同时在入渗过程中,土壤孔隙发生变化,随着水分不断向上运移,部分通道会被封闭,造成入渗率下降。此外,土壤中的气体形成的气泡能够降低土壤的入渗率,所以土壤含水量从深处至表层有下降趋势。随着风速的增大,土壤含水量表现出逐渐增大的趋势,即2.5 m/s>1.2 m/s>0.8 m/s。这是由于风速增大时,土表水分蒸发强烈,土表水势小,导致土壤内部的水分向上运移过程推动力较大,最终表现为土壤的含水量随风速增加而增大。

由图2b可知,土壤含盐量随距地下水距离增加而减少,即含盐量由土壤深处向土壤表层减少。且含盐量随风速增大表现出逐渐增大的趋势,由于风速增大,土表蒸发强烈,土壤内部水分带动盐分向上运移的速率增大,水分于土表处蒸发,相应的盐分被留在土壤中,因此土壤最深处(6 cm)的含盐量最高。同时由于风速为2.5 m/s时,更多的盐分随水分向上运移,导致土壤深处(6 cm)盐分含量相应减小,最终略小于风速为1.2 m/s时的含盐量。

2.3 气相湿度对土壤水盐运移的影响

控制气相温度T=15℃,风速V=1.2 m/s条件下,选取气相湿度H=50%、60%、70%,测取土柱距氯化钠液面6、9、12、15、18 cm含水量和含盐量,即模拟土壤距地下水深6、9、12、15、18 cm处的含水量和含盐量,并得到相应的含水率及含盐量变化趋势,结果如图3所示。

由图3a可知,随着土壤深度的增加,土壤含水量和含盐量均呈现增加的趋势,而土壤含水量随湿度增加呈现先增大后减小的趋势。当空气湿度较小时(50%),土壤中水分不断向空气中蒸发,土壤蒸发量大,水分扩散率增大,导致土壤的含水量降低,因此湿度为50%条件下,土壤含水量较低。在湿度为60%条件下,土表蒸发量减小,土壤表层含水量增加。随着湿度继续增加,蒸发量减小,导致土表水势增大,土壤内部水分向上运移的通量相对60%条件下减小,从地下水中向土壤中运移的水分减少,反而导致湿度为70%时的含水量小于60%时含水量。

由图3b可知,土壤含盐量随湿度增加而增大。土壤的含盐量与土壤中水分的运移密切相关,水分带着盐分沿土壤向上运移,水分于土表或运移过程中蒸发,而盐分却被完全留在土壤中。在3种湿度条件下,70%与60%湿度下土壤水分运移通量较大,从地下水中带来的盐分较多,明显高于湿度为50%条件下的含盐量。然而由于湿度为70%时,土表蒸发量相对60%时减少,水分由底部向上运移的速率略小,从底部带到土表的盐分也较少,因此在接近于土表处(18 cm),两者含盐量相差不大。

3 结论与讨论

(1)在系统中,土壤水分运移的趋势是由下向上运动,培养柱自下而上,土壤的含水量不断减小。随着土壤深度的不断增加,温度对土壤含盐量的影响作用不断减弱。

(2)湿度H=70%,风速V=0.8 m/s条件下,温度升高,土壤的水分扩散率增大,水分的持水能力不断减弱,土壤含水量呈现减小的趋势。温度通过土壤水分的运动间接影响盐分,因此含盐量随着温度的升高而升高。

(3)温度T=20℃,湿度H=60%条件下,随着风速的增大,土壤含水量、含盐量均表现出逐渐增大的趋势。

(4)温度T=15℃,风速V=1.2 m/s条件下,土壤含水率随湿度增加呈现先增大后减小的趋势,而含盐量随湿度增加呈现增大的趋势。

(5)本试验是在固定地下水埋深的前提下,来研究温度、湿度和风速条件对土壤水盐运移的影响。但是若将试验结果运用于实际中,就需要更加切合实际的试验条件。因此,在以后的研究中,应该重视以下几个方面:一是考虑不同灌溉量、不同灌溉方式对水盐运移的影响。二是研究气候条件对植物生长深度范围内的土壤水盐运移的影响。三是研究温度和土壤深度的关系,并研究土壤温度对土壤水分运移参数的影响。四是研究地下水位变化对土壤盐分的影响。

摘要:为了探究气温、风速和湿度对土壤中水盐运移的影响,试验以土壤控制体为研究对象,并在土柱底部设置盐水槽,模拟地下水埋深。以土壤中水盐含量为目标函数,控制不同温度、风速和湿度条件,通过测定土壤中的水盐含量,探讨土壤中的水分、盐分在土壤控制体中的流入、流出以及内积累的机制,分析气温、风速和湿度对土壤水盐运移规律的影响。结果表明:土壤中水分和盐分的运移密切相关。随气温升高,土壤水分蒸发加强,持水能力变弱,含水量下降;温度升高,水分带盐分向上运动通量加大,含盐量增加;且随着土壤深度的增加,气温对含盐量影响变弱;随风速增大,土表水分蒸发加强,水分向上运动推动力较大,盐分被水分带动迁移量增加,土壤的含水量及含盐量增加;随着空气湿度的增加,盐分随水分运移量增大,土壤含盐量不断增加,而含水量则呈现先增大后减小的规律。

运移规律 篇4

综放面顶板运动对初采期的瓦斯涌出规律有直接的影响, 要想掌握初采期综放面的瓦斯涌出规律, 就要预测顶板运移破断规律[1]。综放面顶板移动过程的未知性和复杂性给采场顶板运移规律的研究带来了困难, 为了全面掌握覆岩运移、破断的规律, 本文使用UDEC岩石力学数值分析软件, 并结合松河煤矿15109综放工作面的地质条件, 进一步对顶板的运移规律进行数值分析。

1 矿井概况

贵州松河煤业发展有限责任公司下的松河矿井位于贵州省盘县北部的土城向斜北翼中段, 分属松河乡、淤泥乡管辖, 为新建矿井, 设计生产能力为240万t/a。15109综放面煤层总体为一单斜构造, 局部波状起伏。煤层倾角最大18°、最小5°, 一般12°左右。

2 数值模型的建立

本次采用UDEC3.1软件进行数值模拟, 根据松河矿15109综放面柱状图和相关地质资料, 设置二维平面应变模型, 设置模型尺寸为200m×70m, 模拟采深440m, 如图一所示。

模型上边界使用应力边界条件, 模型的上表面按采场上覆岩层的自重考虑 (370m) 施加均匀的垂直压应力9.25Mpa。模型的底边界、左边界、右边界采用零位移边界条件, 约束条件如下:

(1) 模型的左右边界为水平位移约束边界, 取Ux=0, Vx=0 (即水平方向速度矢量和位移均为零) , 即模型的左右两边均为单约束。

(2) 模型的下边界在水平与垂直方向均固定, 即Ux=0, Vx=0, Uy=0, Vy=0, 即模型的下边界是全约束边界。

(3) 模型上边界为自由边界, 模型上边界以上覆岩自重以外载荷的形式作用在上边界上。

建模过程中, 块体的本构模型采用莫尔—库仑模型, 节理的本构关系选为面接触的库伦滑移模型, 该模型可以模拟岩石中的节理、断层、层理等[2,3,4,5]。

3 数值模拟结果分析

本模型模拟采场是沿工作面前进方向的地下开挖问题, 考虑到消除边界效应, 在左边留置了60m的保护煤柱后, 对模型进行连续开挖。根据不同推进距离设计模拟方案, 对上覆岩层运移变形进行一次模拟, 对直接顶初次垮落步距、基本顶初次来压及周期来压步距进行预测[6]。工作面推进过程中顶板垮落情况如图二至图七所示。

由工作面推进模拟过程可知, 工作面推进到4m左右时, 直接顶岩层呈“拱”形冒落;工作面推进到14m左右时, 直接顶全部垮落, 松散堆积充填采空区, 采动裂隙向上发展, 导致老顶岩层弯曲下沉与上覆岩层之间形成少量离层裂隙[7];工作面继续推进过程中, 老顶悬露面积不断增大, 老顶与上覆岩层之间的离层量进一步扩大;到19m左右时, 老顶岩层弯矩达到极限抗弯强度而断裂, 老顶初次来压, 老顶断裂后形成稳定的砌体梁结构。随着工作面的继续推进, 直接顶垮落煤岩层起到支撑顶板、缓解工作面压力的作用, 工作面推进到24m左右时, 工作面后方破断老顶少量弯曲下沉, 压在采空区垮落直接顶之上, 煤壁侧老顶破断岩梁回转下沉, 两侧煤壁承受压力增大, 变形量增大, 导气裂隙不断向上发展, 上覆岩层整体弯曲下沉;工作面推进到29m左右时, 煤壁上方老顶破断岩块达到极限抗剪强度, 从上方破断, 老顶发生第一次周期来压, 采空区充填的直接顶破断煤岩块逐渐被压实[3];工作面继续推进, 后方采空区被压实, 离层区向前方移动, 采空区后方离层区域逐渐重新被压实, 老顶上方岩层出现明显的下沉变形, 到39m左右时, 煤壁上方岩块破断, 老顶发生第二次周期来压。基本顶初次断裂后, 工作面继续推进, 老顶岩梁形成的结构将经历稳定—失稳—再稳定的变化, 该现象将不断重复, 进而形成周期来压[8]。

4 结束语

综合以上分析可知:15109综放面老顶初次来压步距为19m左右, 周期来步距为10m左右, 直接顶垮落步距在4m左右。准确判断基本顶来压步距对于研究初采期瓦斯涌出规律有着非常重要的作用。但是数值模拟的结果只有与现场实际观测数值相结合[9], 才能更好地用于指导生产, 本研究还有待与现场实测数值接合以便更好地服务于实际生产。

参考文献

[1]杨帅, 赵磊.基于SPSS的瓦斯赋存规律研究[J].科技广场, 2014, 157 (12) :247-250.

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[4]崔树江.综放工作面矿压显现与瓦斯涌出关系研究[J].煤, 2010, 19 (07) :11-12, 19.

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[8]范文胜.超长工作面综采放顶煤开采矿压显现规律的研究[D].内蒙古:内蒙古科技大学, 2010.

运移规律 篇5

随着对节能、温度和湿度舒适要求的提高, 建筑物密闭程度不断增大, 室内空气质量越来越大地依赖于空调系统送风情况。在空气输送过程中, 粉尘极容易在管道里沉积, 影响通风效果并产生二次污染。沉积的尘粒, 在适宜的温度和湿度下, 滋生大量细菌和微生物, 随着空调系统的运行随气流进入室内, 造成严重的室内空气污染[1]。

目前, 已有文献讨论了管道中颗粒物的输运特性, 主要集中于理想化的长直管道。但是, 根据动力学基本原理, 发生在类似于弯头段的管道局部构件处的沉积比在直管道中要大很多[2]。根据通风管道的相关标准规范和工程中常用圆形风管的尺寸, 本文对横截面尺寸为200mm的圆形弯头内, 不同送风速度下, 粒子直径为1到100μm, 湍流扩散的情形下, 粒子运动轨迹进行模拟追踪。

1 气固两相流数学模型

通风管道内气粒流动过程是典型的湍流气固两相流动。研究两相流问题基本上有两种方法[3]。一是欧拉-欧拉方法, 不同的相在计算中被看作是可以互相贯穿和掺混的连续介质。二是欧拉-拉格朗日法, 该方法是把流体当作连续介质, 流场采用欧拉方程进行计算, 而将占据很低的体积系数的颗粒作为离散相处理。此方法可以对大量不同粒径大小的颗粒在流场中的运动进行跟踪, 甚至可以模拟出颗粒与墙壁的弹性碰撞, 对复杂的几何流场适应性特别强。由于本文模拟对象中颗粒直径较小, 浓度较低, 颗粒对气体流场的影响不大, 本文采用拉格朗日离散模型, 在计算中忽略颗粒与颗粒之间的作用以及颗粒对气相流场的影响, 而只考虑气相流场对颗粒的作用[4]。

1.1 气相湍流模型

雷诺应力模型是通过对时均形式的Navier-Stokes方程做各种运算, 雷诺应力方程模型能够克服湍流粘性系数模型的局限性, 是具有广泛应用性的最简单的模型, 同时也是目前对复杂实际流动过程模拟较为成功的工程湍流模型, 本文采用雷诺应力模型来模拟气相的湍流流动。

气相动量方程式:

式中:ugk为气体相速度, m/s;ρg为气体密度, kg/m3;t为时间, s, ρp为颗粒密度, kg/m3;ugi为气体在i方向上的速度, m/s;upi为颗粒在i方向上的速度, m/s。

对气体的雷诺应力, 也可以推导得到运输方程:

其中Dij、Gij、Πij、εij、Pij分别表示了雷诺应力的扩散、产生、再分配、耗散和相间湍流相互作用。具体表达参考文献[3]。

最后还需确定湍流耗散率ε的输运方程:

其中, Pε为颗粒对湍流耗散率的源项:

上述气相雷诺应力的输运方程 (2) 和耗散率的输运方程 (3) , 加上气相的宏观平均方程 (1) , 就组成了气粒两相流中气相湍流的模型。

1.2 颗粒相的数学模型

FLUENT中通过拉氏坐标下的颗粒作用力微分方程来求解离散相颗粒的运动轨道, 颗粒的作用力平衡方程为:

式中:u为气体相速度, m/s;up为颗粒速度, m/s;ρ为气体密度, kg/m3;ρp为颗粒密度, kg/m3;gx为重力加速度在x方向的分量, m/s2。

FD (u-up) 为颗粒的单位质量拖拽阻力:

式中:μ为流体动力粘度, N·s/m2;dp为颗粒直径, um;CD为粒子阻力系数;Re为相对雷诺数, 其定义为:

附加质量力Fχ是由于颗粒受周围流体作用加速而引起的, 表达式为:

2 弯头段粉尘运移数值模拟分析

2.1 物理模型及相关设置

根据通风管道的相关标准规范和工程中常用圆形风管的尺寸, 选取直径为200mm, 弯曲比为2的圆形风管, 为保证弯头内气流湍流运动的稳定性, 在弯头进出口分别附加一段直管, 弯头模型具体尺寸如图1。

气相流场边界条件:固体壁面, 采用无速度滑移和无质量渗透条件;入口边界条件由入口处的空气速度及流量具体确定;采用压力出口边界条件。离散相边界条件:采用面射流源, 颗粒采用均匀分布, 从管道入口喷入, 速度与气流速度相同, 颗粒密度取2000kg/m3, 射流量为0.1kg/s;壁面边界条件采用trap离散相边界条件;出口边界条件取为escape边界条件。

为了得到稳定的非定常流动状态, 时间步长 (Time Step Size) 取特征长度除以特征速度所得的时间小两个数量级的1/10 (0.0005s) , 时间步数 (Number of Time Steps) 为3个流动循环周期所需要步数 (3000步) 。

2.2 弯头内空气流场分析

图2为空气平均流速为5.3m/s时, 弯头内某一截面的压力分布图。从图中可看出, 在直管段, 压力分布均匀, 而在弯头段, 由于离心力的作用, 其压力分布发生了相应的改变, 造成了弯头外侧的压力远远大于内侧压力。

图3为弯头段某一截面的速度矢量图, 从图中可明显看出弯头横截面上有环流存在, 这种气流方式说明在弯管内侧产生了二次流, 这与前人对弯头内气流形式的研究结果相同。

2.3 弯头内颗粒物沉积情况分析

从图4可看出, 随颗粒粒径的增大, 沉积率明显增大, 而在颗粒粒径不变的情况下, 随风速的增大, 沉积率逐渐减小;当颗粒粒径小于5um时, 虽然风速减小但是沉积率没有明显增大。这是因为大粒径颗粒的沉积情况主要受重力作用的影响, 粒径增大, 重力作用增强沉积率增大;而风速的增大会使得颗粒受气流的脉动速度的影响变大, 使得沉积率随风速增加而减小;但颗粒粒径小于5um时, 颗粒受湍流扩散作用的影响, 基本上悬浮于空气中, 沉积率很小。

3 结语

本文以空调通风系统实际尺寸管道弯头为几何模型, 采用RSM模型和DPM模型对空调通风管道内的空气流场以及颗粒物沉积情况进行了模拟分析, 得到了不同风速条件下各粒径颗粒在弯头内的沉积率。通过对结果的对比分析, 发现大粒径颗粒的沉积情况主要受重力和惯性力作用的影响, 随粒径的增大和风速的降低, 沉积率显著增加, 小粒径颗粒主要受到湍流扩散作用, 沉积率很小。

摘要:弯头段颗粒的运动规律对研究整个管道内颗粒的输送和净化有着关键性的作用, 运用气固两相流动理论中的欧拉-拉格朗日离散相模型和湍流模型, 采用计算流体力学的FLUENT软件, 对通风管道圆形弯头段粉尘运移规律进行数值模拟。分析和讨论不同送风速度以及不同粒径下尘粒在弯头内的运动规律, 其结果对工程实践能起到一定的指导作用。

关键词:通风管道,弯头,气固两相流,粉尘分布,数值模拟

参考文献

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运移规律 篇6

大位移钻井顺利进行的关键技术之一就是井眼清洁。在分析岩屑运移规律方面, 目前, 分析模型主要基于直井段、斜井段或水平段进行分析, 主要分为稳定及不稳定两种模型, 取得了一定成果, 但仍存在不足。现阶段, 较少对大位移井整体进行分析研究, 岩屑在大位移井全过程的连续运移过程难以描述[1]。所以, 现有分析模型在工程应用方面还存在一定的局限性。

随着计算机和计算流体动力学技术的快速发展, 使得人们可借助数值模拟手段研究大位移井岩屑运移规律, 这对准确了解大位移井岩屑运移规律具有重要的理论研究意义和实际应用价值[2]。本文根据固液两相流理论, 综合考虑岩屑的悬浮、滚动和滑动运移方式及固液相速度差的影响, 在已建立的大位移井几何模型的基础上, 对大位移井在不同偏心距工况下, 气固两相体积浓度的分布及钻井流场进行仿真, 分析了井斜角度对空气携岩能力的影响规律。

1 几何模型及网格划分

为对井筒内的压力、排量、液体当量密度等分布进行研究, 对比分析井斜角度 (30°、50°、70°) 对空气携岩能力的影响规律, 建立不同井斜角度下的几何模型, 同时考虑到井斜几何模型的特点, 采用结构化六面体网格单元进行网格划分, 最终完成各几何结构的网格模型如图1所示。

2 仿真结果分析

井斜角度对岩屑运移及床体厚度具有重要影响, 通常认为角度在0°~30°直井段不易形成岩屑床。为对比分析不同井斜对岩屑运移的影响, 对比模拟了同心工况下, 井斜角度分别为30°、50°、70°三种不同倾斜角下的岩屑分布特性。

2.1 纵向截面速度场分析

从图2位移井中间高度处, 井斜30°、50°、70°截面岩屑速度分布云图可看出, 井斜角度较小时候环空气流及岩屑运移速度较高, 倾斜角度越大, 速度越低。另外, 由于倾斜角度的存在使得环空内的速度分布明显偏离对称分布, 且由于重力对岩屑输运的影响, 使得低速区偏向倾斜方向[3]。

2.2 轴向截面速度场分析

一般来讲, 随着井斜角度的增加, 岩屑床厚度会随井斜角度的增加而明显增厚, 使得钻井液在竖直方向上的分量减小[4]。在相同的环空返速下, 从图3所示速度分布的矢量图可看出, 岩屑床的无因次厚度随井斜角的增加而明显增加, 同时可分析得出, 井斜角对环空返速较小时的岩屑床厚度影响最为显著, 当环空返速比较高时, 其影响则相应变小[5]。与井斜角度为0°的工况相比, 当存在井倾斜角度时, 岩屑在竖直方向的速度分量存在比较明显的增大, 最大的速度区域靠近环空厚度比较大的位置。

2.3 井深方向岩屑速度对比分析

从图4不同井斜角度下岩屑沿井深高度速度对比可看出, 在倾斜前段对岩屑的运移速度影响不大, 随着倾斜角度的变化, 岩屑速度也相应变化。另一方面, 岩床沿井壁方向的重力分量同井壁与岩屑床的摩擦力增大, 从而增大了携岩运动的阻力, 主要是因为井斜角度的增加[6]。

3 结语

通过建立不同井段仿真的数学模型, 通过流体仿真方法对大位移岩屑在不同工况下的运移进行了计算。研究所取得的主要成果和结论有:

a) 分析井眼环空中的岩屑运移机理, 建立了不同井斜角度下的几何模型, 并完成了网格划分;

b) 对井斜角度对空气携岩能力的影响进行了分析, 得出不同井斜角度下钻井流场与气固相体积浓度分布的情况;

c) 分析得出, 井斜角度较小时, 环空气流及岩屑运移速度较高, 倾斜角度越大, 速度越低;

d) 通过数值仿真技术模拟气体钻井过程, 能直观形象地反映井内各参数的分布规律。

参考文献

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[2]郑新权, 刘希圣, 丁岗.定向井环空内岩屑运移机理的研究[J].石油大学学报, 1991, 15 (1) :25-30.

[4]石晓兵.大位移井中利用钻柱旋转作用清除岩屑床的机理研究[J].天然气工业, 2000, 20 (2) :51-53.

运移规律 篇7

国内近年来几个比较典型的综放工作面矿压显现情况统计见表1。从表1中可以看出: 实践当中10 m以上特厚煤层综放工作面出现了矿压显现异常剧烈的现象,综放工作面的顶板来压出现了周期性且较为强烈,甚至工作阻力达到13 000 k N的支架也有被压坏的情况。这些矿压显现新特点与以前对综放开采矿压的认识相异。

综放开采现状表明: 采厚是综放工作面顶板运移规律的主要影响因素之一,为此,笔者在前人研究成果的基础上对相同割煤高度、不同煤层厚度( 采厚) 的综放工作面顶板运移规律进行了研究。

1 综放工作面覆岩活动的现场观测

塔山煤矿8015综放工作面倾向长207 m,走向长2 793 m,煤层平均厚度14. 81 m,选用ZF15000 /28 /52型综放液 压支架,平均割煤 高度4. 2 m。2012年10月期间综放工作面的矿压实测结果表明:基本顶初次来压步距为139 ~ 150 m,平均145 m,动载系数为1. 45 ~ 1. 62,平均1. 55; 周期来压步距均值为26. 73 m,动载系数为1. 23 ~1. 63。图1 ~2分别为工作面初次来压和周期来压期间支架立柱受力曲线。

图3为采用固定工作面法后微震事件的走向剖面投影。由图3可知,8105综放工作面顶板活动范围达200 m,超前支承 压力的影 响范围达120 m[9]。

现场观测结果表明: 8105特厚煤层综放工作面初次来压及周期来压期间矿压显现均非常明显,液压支架额定工作阻力虽然高达15 000 k N,但支架安全阀仍出现了频繁开启现象; 回采期间,工作面围岩活动范围在横向与纵向均较大。

2 综放工作面覆岩活动的相似模拟

2. 1 实验方案设计

为了全面系统地分析特厚煤层综放开采顶板运移规律的采厚效应,以塔山煤矿8105综放工作面赋存条件为背景进行简化调整,进而使相似模拟实验结果具有一定的普遍性。综放工作面内具有代表性的钻孔柱状图如图4所示,模拟实验的方案见表2。

2. 2 支承应力分布特征

煤层厚度对综放工作面超前支承应力分布有影响。当割煤高度一定时,不同采厚与综放工作面超前支承应力的关系如图5 ~ 7所示。

由图5 ~ 7可见,随着采厚的增大,超前支承应力峰值呈线性减小的趋势; 与之相反,超前支承应力峰值距煤壁的距离及支承应力显著影响范围随着采厚的增大而增加。支承应力分布出现该特征的主要原因是: 采高一定,随着采厚的增加顶煤厚度增大,顶煤吸收上覆岩层施加的载荷能力增强,因而支承应力的峰值随采厚的增加而减小; 采厚增大,综放工作面围岩活动范围必然增大,所以支承应力峰值点前移。

2. 3 覆岩活动特征分析

模拟实验结果表明: 采厚增大则工作面覆岩活动范围增大,图8为综放工作面进入到正常回采期间不同采厚所对应的覆岩活动高度关系曲线。

在相似实验模拟结果中,综放工作面顶板岩层均出现了“组合悬臂梁—铰接岩梁”结构,而组成“组合悬臂梁”结构的岩层总厚度随覆岩活动范围的增大而增大,如图9所示。

不同采厚条件下“组合悬臂梁”加权平均厚度拟合曲线如图10所示。

结合相似模拟结果可知: 相似模拟实验方案Ⅵ( 采厚15 m) 的结果与8105综放工作面基本吻合。

综放开采的采厚并不能一味地增大,当采厚达到一定极限值之后,“组合悬臂梁—铰接岩梁”结构中“组合悬臂梁”部分的岩层厚度过厚,其失稳时导致来压强度增大,而支架支护强度并不能无限地增大,所以综放开采一次采出厚度是有上限值的。

3 综放开采一次采出厚度上限值的确定

3. 1 《煤矿安全规程》对综放开采一次采厚上限要求

《煤矿安全规程》第68条明确规定: 采放比大于1∶3时禁止采用综放开采,即:

式中: hmax为综放开采一次采出厚度上限值,m;hc为综放工作面割煤高度,m。

目前,我国具有 代表性的 大型综放 支架有ZF15000 /28 /52、ZF15000 /26 /55,机采最大高度一般低于支架最大高度的0. 2 ~ 0. 3 m。仅从支架最大高度来看,可适用于21. 2 m( 4×5. 3) 的厚煤层综放一次采全厚。

《煤矿安全规程》第68条还规定: “坚硬顶板、坚硬顶煤不易冒落,且采取措施后冒放性仍较差,顶板垮落充填采空区的高度不大于采放煤高度时禁止采用综放开采”。综放开采的基本要求就是顶煤和直接顶能随采随冒且冒落的直接顶充填高度应不小于煤层采厚[10],即:

式中: Kp为直接顶碎胀系数; hz为直接顶岩层厚度,m。

根据《煤矿安全规程》的要求,综放开采一次采出厚度上限值应同时满足式( 1) ~ ( 2) 。

3. 2 支架工作阻力对综放一次采厚上限值的影响

在目前煤机装备条件下,由于成本等原因,支架工作阻力不能一味地增大,在支架工作阻力一定的前提下,基于综放开采支架工作阻力下限值解析计算式[9],可得综放一次采厚上限值的计算式如下:

式中: γ为煤的容重,k N/m3; Ld为综放工作面控顶距,m; Pz为综放支架工作阻力,k N; Kd为动载系数;B为支架中心距,m; Pi为第i层( i=1,2,…,j) 直接顶岩块重量,k N; Pj + 1为基本顶岩块重量,k N; hi、li分别为第i层( i=1,2,…,j) 直接顶岩块厚度和岩块长度,m; hj + 1、lj + 1分别为基本顶岩块厚度和断裂步距,m; c为支架合力作用点距煤壁的距离,m; α为顶板垮落角,( °) 。

4 结论

1) 煤层采厚越大,围岩活动范围在综放工作面的横向与纵向越广、支承压力分布范围越大、峰值点越靠前; 支承压力集中系数随采厚的增大而减小。

2) 当采厚较小时,综放工作面来压强度较缓和,支架工作阻力不高于同一煤层采用综采( 分层综采)时的工作阻力; 当采厚较大时,矿压显现剧烈且覆盖整个综放工作面。

3) 综放开采一次采出的厚度不能一味地提高,即综放开采厚度是有上限值的。

4) 基于《煤矿安全规程》相关条款及综放支架工作阻力对采厚的影响,提出了综放开采上限值的确定方法。

摘要:采用现场观测与相似模拟相结合的方法,对相同割煤高度、不同煤层厚度一次采全厚综放工作面的顶板运移规律进行了分析,结果表明:煤层厚度越大,围岩活动范围在综放工作面的横向与纵向越广,支承压力分布范围越大、峰值点前移,支承压力集中系数随采厚的增加而减小;当煤层厚度较小时,综放工作面来压强度比较缓和,但随煤层厚度的增大矿压显现逐渐增强,即综放开采一次采出的煤层厚度应有上限值。基于《煤矿安全规程》相关条款及综放支架工作阻力对采厚的影响,提出了综放开采上限值的确定方法。

运移规律 篇8

1.1 工作面基本情况

1210工作面总体地势东南高西北低, 总体呈一西北倾的单斜构造, 工作面东部坡度较大, 西部较缓, 局部地方底板出现起伏变化, 形成小型褶曲, 在褶曲转折端会造成煤层及顶板裂隙发育, 煤层破碎, 出现淋滴水现象, 向斜轴部还会形成积水区。

1.2 瓦斯状况

根据重庆煤科院对我公司二采区3#煤层瓦斯含量测定结果, 二采区3#煤层原始瓦斯含量在2.41~3.74m3/t, 平均瓦斯含量为2.66m3/t。结合该区域巷道掘进及回采工作面瓦斯涌出情况分析, 1210工作面回采时相对涌出量为4.3m3/t。按工作面日产7500t煤计算, 1210工作面绝对瓦斯涌出量为24.1m3/min。

1.3 工作面通风系统

1210综放工作面通风系统采用全风压独立通风系统, “U+L”后退式通风方式。即1210运巷进风、1210回风巷与1210瓦排巷回风, 在瓦排巷和风巷间每隔50m施工一通风横贯联络巷, 工作面推进至横贯时将其打开, 同时将上一个已过横贯进行永久密闭。工作面的风流一部分进入回风巷, 一部分风流则经工作面上隅角进入瓦排巷, 能有效的控制采空区的瓦斯流向, 不仅排除了上隅角瓦斯, 同时能有效降低回风巷的瓦斯浓度。该工作面设计风量为2660m3/min, 实际配风量为3230m3/min。

1.4 瓦斯抽采系统

1.4.1 本煤层瓦斯抽采系统

本煤层瓦斯抽采钻孔———钻孔抽放管———钻孔汇流管———1210风巷抽放支管———1210瓦排巷外段1#抽放支管———二采区回风巷1#主进气管———瓦斯抽放泵站1#抽放泵———二采区回风巷1#主排气管

1.4.2 采空区及裂隙带抽采系统

(1) 采空区抽采:

上隅角筛孔管———1210风巷抽放支管———1210瓦排巷外段1#抽放支管———二采区回风巷1#主进气管———瓦斯抽放泵站1#抽放泵———二采区回风巷1#主排气管

(2) 裂隙带抽采:

1210瓦排巷横贯抽放管———1210风巷抽放支管———1210瓦排巷抽放支管———1210瓦排巷外段2#抽放支管———二采区回风巷2#主进气管———瓦斯抽放泵站2#抽放泵———二采区回风巷2#主排气管

2 初采期间瓦斯涌出量统计及分析

2.1 为便于分析, 对该工作面初采期间瓦斯涌出进行了初步统计 (取一个月内数值) 、具体情况如下表1:

2.2 瓦斯涌出量分析

2.2.1 整体规律

结合表1可以看出初采期间采煤工作面绝对瓦斯涌出量呈现以下规律:

随着工作面整体不断推进, 在老顶初次来压之前工作面瓦斯涌出量呈现逐步增高趋势, 特别是在老顶初次来压时达到最高值;待老顶来压过后工作面瓦斯涌出量整体呈现稳步减小趋势, 中间出现4个峰值分别分布在四个周期来压期间。

2.2.2 原因分析

在老顶初次来压之前采空区会形成多个空顶, 其间积聚有少量的瓦斯, 并随着工作面不断推进, 这些空顶会不断增多。与此同时这些空顶内的瓦斯也会随着老顶的局部跨落加剧不断向工作面涌出, 致使工作面瓦斯涌出量逐渐增大, 特别是在老顶初次来压全部跨落时, 大量采空区积聚瓦斯向工作面涌出导致工作面瓦斯涌出量急剧增大。随后由于本煤层、裂隙带及采空区瓦斯抽采量和时间的增加, 煤层瓦斯含量逐步减少, 瓦斯涌出量整体也随之降低。

3 结束语

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