U+I型通风范文

U+I型通风范文（精选7篇）

U+I型通风 第1篇

“U”型通风方式, 进入工作面的风流可分为两部分, 即沿工作面流动和进入采空区两个部分。进入采空区的风流会通过采空区内的气流交换过程, 逐渐再返回到工作面, 而最终会汇集于采面上隅角;因此, 工作面上隅角就是采空区瓦斯流入工作面的汇合处。

1上隅角瓦斯积聚的原因

上隅角瓦斯积聚的原因, 与采煤工作面的通风方式、工作面上隅角的风流状态等状况有关。

因为采煤工作面上隅角靠近煤壁和采空区, 风流在经过工作面的上端头时, 巷道会突然垂直转弯, 这样使靠近煤壁的风速降低, 工作面上隅角局部地区会出现涡流现象, 使采空区和工作面的瓦斯不易被风流带走, 从而使上隅角瓦斯容易发生积聚的现象。

2 U型通风系统采煤工作面瓦斯超限的原因

2.1采面隅角为采空区风流的汇合处

如果工作面的后方与邻近煤层的采空区或是同一煤层未隔离的巷道是相通的, 那么风流会汇入工作面漏入采空区的风流中, 流向工作面, 具体如图1所示。

2.2采面隅角的风流状态是瓦斯超限的重要原因

采面上隅角靠近煤壁和采空区的一侧, 风流速度会很低, 局部会处于涡流状态。如图2所示。

隅角的瓦斯超限形成, 是由于涡流使采空区涌出的瓦斯难以进入到主风流中, 从而使高体积分数瓦斯在上隅角附近循环运动而聚集。

当采面隅角出现瓦斯超限的情况, 应遵循以下的几个原则进行处理:

第一:立即设置采面隅角挡风帘, 这是采面隅角出现瓦斯超限的应急措施之一。

第二:根据具体的实际情况, 可以用多种瓦斯抽放方法相联合的运用方式等措施进行瓦斯的综合治理。

第三:进行排查, 封堵漏风, 包括该工作面相关的所有封闭采空区的密闭。

第四:进行及时的回柱, 避免出现回柱的现象。

3采煤工作面上隅角瓦斯积聚的处理方法

上隅角埋管抽放示意图如图3所示。

由图3可知, 上隅角埋管抽放是在上隅角挡风墙进行封堵后, 采用钢圈风筒伸进上隅角, 连接在回风顺槽的负压抽放管路上, 通过上隅角埋管抽放, 在工作面上隅角处形成一个负压区, 使该区域的瓦斯通过抽放管路被抽走, 这样, 会有效地避免因采空区瓦斯涌出而造成上隅角瓦斯超限事故的发生。

4 U型通风工作面采空区瓦斯治理原则

采空区最大特点, 是存在两种特性相差很大的空隙, 即采动空隙和原有空隙。在一般U型通风工作面, 风流是从进风巷进入, 清洗工作面后会经回风巷流出, 具体如图4所示。

由于采空区内采动空隙与原有空隙并存, 流动规律一般是, 从煤层微小孔隙解析出来的瓦斯, 会首先在煤块内流动, 然后在煤块内外的压差作用下, 最后进入采动空隙系统。

结束语

煤矿的安全生产是首位, 而采煤工作面上隅角瓦斯超限问题也是制约着煤矿安全生产的一个重要因素, 因此要知道形成的原因, 找到更好的治理措施, 才能提高煤矿的生产效率, 提高经济效益。

摘要：本文通过对上隅角瓦斯积聚的原因、U型通风系统采煤工作面瓦斯超限的原因、采煤工作面上隅角瓦斯积聚的处理方法及U型通风工作面采空区瓦斯治理原则进行分析, 以提高我国采矿工作面的效率。

关键词：U型通风系统,上隅角,瓦斯治理

参考文献

[1]王文为等.掘进工作面煤与瓦斯突出的原因及防治措施[J].煤, 2001, 10.

[2]于不凡.煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册[M].修订版.北京:煤炭工业出版社, 2005:146-154.

U+I型通风 第2篇

近年来, 随着煤矿机械化的迅速发展, 综放采煤方法在我国得到了快速发展。但因为瓦斯的大量涌出而导致工作面瓦斯超限的情况严重影响着工作面安全高效生产。治理工作面瓦斯超限问题, 可以从加强通风和瓦斯抽放两方面着手[1]。

工作面双U型通风方式是一种有效预防上隅角瓦斯积聚超限的通风方式。“两进两回”的双U型通风系统, 即胶带巷为主要进风, 进风巷辅助进风, 回风巷和瓦斯排放巷回风。双U型通风方式增加了供风量, 有利于稀释工作面瓦斯, 提高了工作面风排瓦斯量和抗灾能力。但是, 双U型通风瓦斯尾巷处于采空区内, 随着工作面的推进, 瓦斯尾巷长度的变化会引起风流压力分布变化, 从而使上隅角采空区的漏风方向和瓦斯涌出量发生改变, 当瓦斯涌出量超过一定值后, 会引起上隅角瓦斯积聚;而瓦斯尾巷的长度与回风巷和瓦斯排放巷之间的联络巷间距有关。因此, 研究合理的联络巷间距对控制工作面上隅角瓦斯浓度超限具有一定的指导意义[2]。本文以潞安集团余吾煤业有限责任公司 (以下简称余吾煤业公司) N2202工作面为研究对象, 对其采空区漏风和瓦斯浓度分布规律进行数值模拟和现场观测。

1 工作面概况

余吾煤业公司属于典型的高瓦斯矿井。N2202工作面位于井田北二采区, 采用走向长壁后退式大采高低位放顶煤一次采全高全部垮落式综合机械化采煤法采煤。工作面走向长度为1 216 m, 倾向长度为281.5m;煤层厚度稳定, 平均煤厚为6.31m;煤层倾角为+3°;工作面日产量为8 000~15 000t。余吾煤业公司工作面通风系统及测点布置如图1所示。回采过程中, 当工作面推进至联络巷处时将其打开, 同时, 永久密闭上一个联络巷;瓦斯尾巷采用木垛支护;工作面总供风量约为5 100m3/min, 其中切眼风量约为4 100 m3/min, 辅助切眼风量约为1 000m3/min。根据工作面瓦斯涌出预测报告, N2202工作面绝对瓦斯涌出量为50.5 m3/min, 相对瓦斯涌出量为9.8m3/t;其中采空区瓦斯涌出量占41%, 煤壁、落煤瓦斯涌出量占59%。

2 采空区流场的数值模拟

2.1 瓦斯运移的数学模型

采空区漏风和瓦斯运移可采用Navier-Stocks微分方程作为流场的控制方程[3,4,5]。

式中:ρ为混合气体密度, kg/m3;t为时间变量, s;Ys, Ds分别为质量浓度和质量扩散系数;xj为方向向量;ui, uj为采空区内不同方向的气体流动速度分量, m/s;p为压强, Pa;τij为分子剪应力张量, Pa;Si为孔隙介质动量损失源项;E为单位体积内的总能量, J;H为单位体积的总焓;k为流体传热系数;T为温度。

控制方程组中, 方程 (1) 为连续性方程, 方程 (2) 为能量方程, 方程 (3) 为动量方程。

2.2 模拟区段和边界条件

为了采用有限体积法得到流体流动控制方程的数值解, 根据N2202工作面实际情况, 分别在工作面推进至310m (距22号联络巷4m) 处, 工作面推进至330m (距22号联络巷24m) 处建立三维计算模型 (图2) 。当工作面推进至330m时, 模拟分为不增加回风巷阻力和增加回风巷阻力2种情况进行。

模拟区段选取:根据工作面实际情况, 选取胶带巷与回风巷断面积为53.5 m2;工作面长为281.5m, 有效截面积为5.53.5m2。工作面“竖三带”和“横三区”观测:垮落带高度为25m, 距工作面0~20 m为自由堆积区, 20~80 m为载荷影响区, 80m以后为压实稳定区[6], 在不同区域选取不同的孔隙率和扩散系数。采空区的孔隙率根据“垮落带内孔隙率最高, 垮落带内距离工作面越远孔隙率越小, 裂隙带、弯曲下沉带依次减小”的规律编制UDF (User-definedFunction) , 把采空区孔隙介质渗透率分布输入计算模型[7,8]。

根据现场实测, 将N2202工作面胶带巷和进风巷设为通风入口, 胶带巷入口风速为3.73 m/s, 进风巷入口风速为1.37 m/s。工作面 (采空区) 两端压差为230Pa, 且呈近似线性分布。采空区边界和工作面煤壁面不漏风。采空区已闭联络巷认为是多孔介质, 会漏少量的风。尾巷和采空区以及工作面与采空区的交界面设为跳跃边界[9,10]。

2.3 模拟结果与分析

将上述3种情况的几何边界条件及物理参数导入Fluent软件, 采用Simple算法分别求得3种情况下的瓦斯浓度分布及漏风流场, 结果如图3图5所示。

由图3图5可知, 工作面漏风流分为3个部分:一部分经过采空区又回到工作面;一部分经过采空区流向尾巷, 通过打开的联络巷流向瓦斯排放巷;还有一部分少量风流漏向采空区后部, 通过已闭联络巷的裂缝直接流向瓦斯排放巷。对比分析可知, 当工作面推进至310m时, 采空区漏风流经尾巷流向打开联络巷的风流明显大于330 m时的风流。当推进至330m时, 工作面漏风流大部分经由采空区重新回到工作面, 由尾巷流向打开联络巷的风流明显减小。当工作面推进至330 m时增加回风巷的阻力, 可以看到尾巷的风量明显增加。

打开联络巷初期, 工作面漏风量大部分通过采空区直接流向尾巷;当工作面继续往前推进时, 工作面漏向采空区的风量减少, 流向工作面的风量逐渐增多;当增大回风巷的阻力时, 可以增加工作面流向尾巷的风量, 稀释尾巷内瓦斯, 降低尾巷内瓦斯浓度。

3 工作面瓦斯浓度测定

3.1 工作面瓦斯测定方法与测点布置

在工作面推进过程中, 采空区内的漏风流场不断发生变化, 通过工作面漏风流流向工作面和尾巷的瓦斯也随着发生改变。因此, 研究工作面瓦斯涌出应重点监测工作面推进过程中, 工作面刮板输送机后部、上隅角、回风巷入口以及尾巷的瓦斯浓度, 即整个上隅角区域的瓦斯变化情况。余吾煤业公司上隅角监控探头布置如图1所示, 测点编号依次为T1, T2, T3, T4, 分别位于刮板输送机后部、上隅角、回风巷后部、尾巷。

3.2 观测数据的整理与分析

3.2.1 观测数据的整理

当工作面从22号联络巷推进到21号联络巷, 从18号联络巷推进到17号联络巷, 从17号联络巷推进到16号联络巷之间时, 当天监控瓦斯平均值与工作面距打开联络巷距离的变化关系如图6图8所示。

3.2.2 观测数据的分析

由图6图8可以看出, 工作面从一个新打开的联络巷推进到下一个联络巷过程中, 工作面上隅角、刮板输送机后部、回风巷后部瓦斯浓度变化趋势基本一致且变化不大;尾巷内瓦斯浓度随工作面推进变化较大。

当工作面距打开联络巷0~8 m时, 尾巷瓦斯浓度较大。由Fluent模拟结果可知, 在工作面距打开联络巷0~8 m内, 经由采空区直接流向尾巷的风流较大, 漏风流携带采空区内的瓦斯涌向尾巷, 导致尾巷内的瓦斯浓度较大。

当工作面推进至距离打开联络巷8~23m时, 尾巷内的瓦斯浓度呈现下降趋势。这时, 尾巷的长度不断增加, 距离工作面较远的采空区逐渐被压实, 孔隙率逐渐减小, 工作面漏风流通过采空区漏向尾巷的距离逐渐增加, 阻力渐渐增大, 所以, 工作面漏风流经过采空区流向尾巷的风流减少, 重新回到工作面的风量增加。回到工作面的漏风流携带了采空区内的瓦斯, 所以, 工作面刮板输送机后部、回风巷后部的瓦斯浓度有所增加, 而尾巷内瓦斯浓度则逐渐减小。

当工作面与打开联络巷距离超过23 m时, 尾巷瓦斯浓度逐渐增加, 刮板输送机后部、回风巷瓦斯浓度整体变化不大。此时, 尾巷的长度继续增加, 采空区内高浓度瓦斯在浓度差的作用下不断向尾巷涌出, 尾巷内瓦斯量逐渐增加。同时, 由于尾巷长度增加, 阻力变大, 尾巷风量减小, 而涌入尾巷的瓦斯量增加, 导致尾巷内瓦斯浓度增加。

当工作面距打开联络巷超过40 m时, 尾巷内瓦斯浓度增加到初始最大值, 且继续增大, 所以, 联络巷间距超过40 m时要加强通风管理与调节, 保证尾巷风量。

4 结语

以余吾煤业公司N2202工作面为研究对象, 通过利用Fluent对其采空区漏风和瓦斯浓度分布规律进行了数值模拟和现场观测。模拟和观测结果表明, 当工作面距离打开联络巷0~8m时, 尾巷内瓦斯浓度较大, 此时, 要加强监督管理, 避免瓦斯浓度超限。当工作面距离打开联络巷超过23 m时, 尾巷内瓦斯浓度达到最小值。当工作面距离打开联络巷40m时, 瓦斯浓度达到初始最大值, 且继续增加, 所以, 把瓦斯排放巷和回风巷间的联络巷间距设为40m较为合理, 考虑到经济性, 建议不要超过50m。当工作面距离打开联络巷距离超过23 m时, 增加回风巷阻力, 可以增加尾巷风量, 使得尾巷内瓦斯浓度降低, 避免尾巷瓦斯浓度超限。

摘要：为了掌握双U型通风工作面瓦斯浓度分布规律, 预防工作面瓦斯浓度超限, 运用Fluent软件对某工作面推进到2个联络巷之间不同位置时采空区内漏风进行了模拟分析, 并对工作面瓦斯涌出规律进行了实测和统计研究分析。模拟与观测结果表明, 双U型通风工作面在推进过程中, 工作面刮板输送机后部、上隅角和回风巷后部瓦斯浓度变化不大, 尾巷瓦斯浓度随着工作面在2个联络巷之间位置的改变而变化, 联络巷打开时, 瓦斯浓度最大, 当工作面距离打开联络巷23m左右时瓦斯浓度最小, 当工作面距离打开联络巷40m时尾巷瓦斯浓度又增加到初期最大值, 且进一步增大。因此, 从治理瓦斯角度考虑, 回风巷和瓦斯排放巷之间的联络巷合理间距应为40m, 考虑经济性, 建议不要超过50m。

关键词：双U型通风工作面,瓦斯浓度分布规律,采空区流场,回风巷,瓦斯排放巷,联络巷

参考文献

[1]赵亮.双U型工作面两进两回通风方式在岳城煤矿的应用分析[J].矿业安全与环保, 2013 (4) :121-123.

[2]赵栋, 张学博, 邓权威.王庄煤矿6206综放面采空区瓦斯流场及浓度分布规律研究[J].煤, 2009, 18 (7) :1-2.

[3]金龙哲, 姚伟, 张君.采空区瓦斯渗流规律的CFD模拟[J].煤炭学报, 2010, 35 (9) :1476-1480.

[4]李宗翔.综放工作面采空区瓦斯涌出规律的数值模拟研究[J].煤炭学报, 2002, 27 (2) :173-178.

[5]王福军.计算流体动力学分析[M].北京:清华大学出版社, 2004.

[6]胡千庭, 梁运培, 刘见中.采空区瓦斯流动规律的CFD模拟[J].煤炭学报, 2007, 32 (7) :719-723.

[7]高建良, 王海生.采空区渗透率分布对流场的影响[J].中国安全科学学报, 2010, 20 (3) :81-85.

[8]郝天轩, 张海波, 邵阳.非等值冒落采空区“三带”考察及其模拟验证[J].中国安全科学学报, 2010, 20 (10) :37-40.

[9]郭玉森, 林柏泉, 周业彬, 等.回采工作面瓦斯涌出分布规律[J].煤矿安全, 2007, 38 (12) :66-68.

U+I型通风 第3篇

关键词：高瓦斯矿井,U型通风,瓦斯抽放

0 引言

为充分利用地面瓦斯抽放系统减少工作面中的瓦斯含量, 对高瓦斯矿井回采工作面采空区进行抽放, 达到不掘尾巷的目的。通过对“U+L”型、“U+U”型等回采工作面通风系统存在的主要隐患和问题进行分析, 提出了U型通风方式+瓦斯抽放的优化方案。U型通风方式+瓦斯抽放方案较传统通风方式可更有效地抽放工作面瓦斯, 并减少瓦斯抽放巷道的掘进工作量。

1 高瓦斯矿井U型通风方式现状

瓦斯问题是困扰高瓦斯矿井实施高产高效生产的一大难题。实践表明, 回采工作面采空区瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量60%以上。传统的“U+L”型通风方式会使采空区的漏风将采空区内高浓度瓦斯携带到工作面中, 并在工作面上隅角聚集。无论采用高位钻孔、埋管抽放, 还是利用高抽巷, 都不能从根本上解决回采工作面上隅角瓦斯聚集和瓦斯超限对生产造成的安全问题, 对回采工作面生产效率及生产安全性造成巨大威胁。

2 U+L型通风方式的合理性评价

“U+L”型通风方式由进风巷、回风巷、专用排瓦斯巷3条巷道组成通风系统, 在尾巷和联络巷之间每隔一定距离施工联络巷, 并进行封闭, 随着工作面推进, 将工作面后方联络巷按一定顺序打开, 将采空区和邻近层中的卸压瓦斯经过联络巷排放到尾巷当中。

进风巷中的风流将采空区中瓦斯带至回风巷与专用排瓦斯巷, 风流会有能量损失, 如果风流能量不足, 瓦斯不能从专用排瓦斯巷排放到回风大巷, 因此专用排瓦斯巷中的瓦斯浓度会变大, 并有超过规程规定的可能, 对井下通风安全造成威胁。

“U+L”型通风系统在工作面正常推进过程中, 排瓦斯巷是利用回风巷与排瓦斯的联络巷进行回风的, 在该联络巷尚未打开且工作面推将要推进到该联络巷时, 排瓦斯巷的回风依旧是靠上一个联络巷完成, 但由于工作面推进过程中上一个联络巷的顶板会不断冒落, 造成该联络巷通风不畅, 使瓦斯排放巷中风量减小, 风速低于规程规定值, 与《煤矿安全规程》 (2011年版) 第137条规定不符, 致使排瓦斯尾巷瓦斯浓度超限或经常处于临界状态, 严重影响着回采工作面安全生产。因此, 采用U+L型通风系统的回采工作面存在很大安全隐患, 故需对U+L型通风方式进行改造设计, 使其更具合理性。

3 U+U型通风系统的概念及基本原理

为解决工作面回采过程中专用瓦斯排放巷中瓦斯浓度超标和风量过低问题, 可在工作面一侧开掘配风巷, 或在工作面后方保留一条专用巷道, 形成“两进两回”或“三进两回”的新型通风系统, 达到专用瓦斯巷掺新风的目的, 这样不仅可有效解决工作面开采过程中出现的瓦斯超限问题, 还可有效提高专用瓦斯巷中的风量, 并消除了盲巷。这种通风方式就是“U套U”“U并U”型通风系统, 可把这二者统一定义为“U+U”型通风系统。

4 U套U型通风方式分析

在布置回采工作面时开凿2个切眼。第一个切眼布置在工作面后方, 与排瓦斯巷相连通。第二个切眼和回风巷相连通, 仍然保留一进风两回风通风方式。排瓦斯巷不仅采用联络巷通风, 且通过第一切眼利用全负压向瓦斯巷内送风, 这样的通风方式不仅可增加瓦斯尾巷进风量, 增大风速, 还可有效降低瓦斯浓度, 确保了工作面安全生产。此通风方式实质上是“U套U”型通风方式。

5 U并U型通风方式分析

采用三进两回通风方式, 在瓦斯尾巷处开掘进风配巷, 其作用是给排瓦斯巷送风。排瓦斯巷不仅可使用联络巷通风, 还能通过新开的配风巷利用全压向其掺进新风, 不仅可达到降低排瓦斯巷中瓦斯浓度的目的, 还可增加排瓦斯巷进风量, 使其内风速和瓦斯浓度符合规程规定, 保证工作面生产的安全性, 该通风方式实质上是“U并U”型通风方式。

6 U套U及U并U型通风方式对比

“U套U”及“U并U”型通风方式均能实现对排瓦斯巷的掺新配风, 且系统稳定可靠。但“U套U”与“U并U”型通风方式相比, 随着工作面推进采空区增大, 其通风线路也变长, 经过采空区的密闭墙增多, 受通风负压影响的采空区面积变大, 结果会使采空区内瓦斯被带入到方案一中的大U回风巷中, 如果煤柱压疏漏风、密闭不严, 会造成通风线路中瓦斯浓度超限, 增大通风量会使采空区内更多瓦斯涌出, 大U的作用会失去。而并列双U型通风方式中相当于大U的U线路不经过采空区, 即受通风负压作用影响的采空区面积小, 且可任意增大风量。且并列双U型通风方式可抑制采空区瓦斯涌出的作用, 因此其处理瓦斯能力大。从管理上讲, 并列双U型通风方式更易于风量调配和密闭施工。

7 U型通风+抽放

在U型通风的回采工作面回风巷采空区, 铺设一趟直径380 mm的瓦斯管路, 连接采空区瓦斯抽放点与地面瓦斯抽放泵站, 利用瓦斯抽放系统的负压, 将采空区内高浓度瓦斯由瓦斯管路抽出, 从而消除或降低回采工作面回风上隅角的瓦斯浓度, 更好地服务于安全生产。此种通风方式, 比双U型通风方式少施工一条巷道, 减少了巷道工程量。

8 结语

U+I型通风 第4篇

针对采空区遗煤自燃问题,目前已有一定的研究[4,5,6,7,8,9,10,11,12],但这些研究基本都是根据实际数据得到的解析解,或是基于连续介质理论的模拟结果。笔者认为这些做法存在问题,采空区顶遗煤受采动影响已形成裂隙,其比表面积要大于初始状态下的煤层。在通风条件下,O2通过裂隙渗入煤层,煤与O2发生反应,产生放热及自燃。对于这些问题,解析计算及连续理论模拟都不能对其细观自燃发展过程进行较好的反映。

笔者基于对工程问题的模拟经验,尝试使用基于颗粒流理论的PFC3D作为模拟工具,将O2等效为颗粒渗入遗煤颗粒,模拟煤与O2反应并放出热量,从而得到自然发火过程中的采空区遗煤内温场分布及其特点。

1 PFC3D 及其热力耦合模型

热力耦合涉及的热导参数是温度和热通量。这些变量与连续方程和Fourier热导法则有关。FPC3D中使用由Fourier法则演化的差分热导方程代替了Fourier法则,以使PFC3D可以在给定边界条件和初始条件下,解算特殊几何形状和属性。

PFC3D热力模型中主要给定的方程如下:

连续介质热导方程:

式中: qi为热通量,W/m2,i表示第i次计算的量;qV为体积热源强度或能量密度,W/m3; ρ为材料密度,kg /m3; cV为定容比热容,J/( kg·℃) ; θ为温度,℃; t为放热时间,s。

根据Fourier法则确定的连续介质热通量与温度梯度的关系式:

式中kij为热导张量,W/( m·℃) 。

温度的改变量Δθ与煤体颗粒半径的改变量Δr的关系式:

式中α为颗粒线性热膨胀系数。

颗粒连接的键( bond force vector) 力矢量为:

式中:为键的法向刚度; A为键的横截面积;为成键部分材料的膨胀系数;为键的长度。

除此之外,还有数值离散化、热导与热阻关系等,详见PFC3D用户手册。

2 遗煤发火的细观模型构建

某矿18305回采工作面长200 m、采高4. 8 m。现以该工作面为例进行U型通风下的采空区自然发火数值模拟。采空区深度取300 m,工作面正常推进速度约为3. 6 m/d、通风阻力58 Pa、倾角5°,工作面最大风量700 ~ 810 m3/ min,进风温度为19℃ ,原始岩温为21. 7℃,正常推进时遗煤均厚为0. 5 m,其他相关工况参数见文献[13]。U型通风下采空区模型如图1所示,模型的原点为左下角采空区( O点) ,X轴方向从左到右 ( 横向,300 m) ,Y轴方向从下到上( 纵向,200 m) 。对于煤颗粒的设置: 颗粒的摩擦系数为0. 3,煤的密度为1 400 kg /m3,弹性模量和切变模量为3. 5×108Pa,颗粒半径范 围[0. 05 m,0. 075 m],孔隙率0. 3。

使用PFC3D对遗煤中氧进行模拟,需解决3个问题: 将空气中的O2按比例等效为颗粒; 模拟O2在遗煤内的流动情况; 煤颗粒与O2颗粒反应消耗氧的过程。

将空气中的O2按比例等效为颗粒的过程: 标准状态下,1 mol气体=22. 4 L气体,所以1 m3= 44. 64 mol。O2浓度=44. 64×21% ×32 = 0. 3 kg /m3,设1 m2气体模型内100个O2颗粒,O2颗粒浓度 = 0. 3×0. 5 /100 =0. 001 5 kg / m2= 0. 046 9 mol / m2。O2相对空气的密度( 去掉空气对氧气的浮力) 为3 g /mol,每个O2颗粒的相对质量为0. 046 9×3 /1 000 = 1. 407×10-4kg。为使O2在遗煤里充分扩散,设O2颗粒半径rO2=0. 000 1 m,则球的密度为1. 407×10-4/ ( πr2O2) =4. 48 kg / m3。

模拟O2在采空区内的流动是通过FISH实现的,以通过采空区的进气口与出气口两点,构造采空区内的二次抛物线( 见图1) ,模拟气流在采空区的运动轨迹,从而为O2颗粒施加速度矢量。同时为模拟气流带走煤层热量的现象,与速度矢量呈正比地减小气流经过区域( 如图1中多条抛物线包罗区域)煤颗粒的温度值,实现上述模拟。

O2在遗煤内的运输是通过对流和扩散实现的,O2的运输方程如下[14]:

式中: t为计算时间,s; ε为遗煤孔隙率,% ; D为空气扩散系数,m2/ s; R为氧气消耗速率,mol / ( m3·s) 。

煤颗粒与O2颗粒反应消耗氧是通过FISH实现的,假设煤颗粒与O2颗粒外表面距离小于等于rO2时,发生反应并放出热量。去除O2颗粒后导致局部氧浓度降低,促使O2颗粒产生运动。反应遵循碳与氧反应的化学方程式。

本例用到的相关参数取值如下:

空气动力黏性系数μ =1. 8×10-5kg / ( m·s) ; 空气扩散系数D=1. 5×10-5m2/ s; 活化能Ea= 5×104J / mol;煤导热系数λs= 0. 2 J / ( mol·K) ; 放热量ΔQ = 4. 2×104J / mol; 遗煤渗透系数k = 8×10-7m2; 煤的线性热膨胀系数α = 3. 0×10-6K-1; 煤的定容比热容cV=1 100 J / ( kg·K) 。模型处于标准状态。

在低温下煤氧反应放出的热量相对燃烧反应是极小的。这样做是因为设置了100个O2颗粒与煤反应放热,这100个O2颗粒中的每一个代表了一定范围内的氧与煤的反应,而不是单单就1个颗粒的反应,设置较高的反应热是为了宏观上的效果与实际情况一致。这里1个O2颗粒与煤颗粒反应实际代表了许多氧与煤的反应,反应热可以从一个煤颗粒向周围颗粒扩散,从而达到氧与煤反应所表现出的宏观效果。

3 温场模拟结果及分析

使用上述模型及工况构建了采空区遗煤自然发火过程模型,根据该模型计算的在不同时刻遗煤内温度分布如图2所示。

注: 图中 A ~ F 子图的区域为图 1 中采空区所对应的区域,即 200 m×300 m 的范围。

遗煤温度分布区域的灰度代表温度为295 ~307 K,灰度从外到内逐次随温度改变,每次改变梯度为2 K。如图2所示,子图A是遗煤最开始明显升温的时刻。这个时刻大约为模拟时间的第7天,区域温度约为296. 5 K,位置为X∈( 200 m,220 m) ,Y∈( 50 m,95 m) ,不规则椭圆形。升温区在采空区横断面偏下位置,这个位置和形状与通风量、遗煤厚度等有关。子图B是继续保持了遗煤升温的状态,升温区纵向扩展( Y方向) 。这个时刻大约为模拟时间的第15天,区域温度约为298. 1 K,位置为X∈( 200 m,225 m) ,Y∈( 50 m,110 m) ,较规则椭圆形。升温区向采空区横断面上方移动,经过前阶段热量的积累,促进了氧化反应的发生,升温区沿气流运动方向扩散。该时刻升温区内两闭合等温线间距基本相同,说明这时的氧化升温是比较稳定的,升温在各方向线性增长。子图C的升温区形状开始突变。这个时刻大约为模拟时间的第22天,区域温度约为301. 9 K,位置为X∈ ( 200 m,235 m ) ,Y∈ ( 50 m,125 m) ,形状不规则。升温区的范围较子图B变化不大,但温度上升极快,升温区上段区域收紧成尖端状,下端则继续扩大。上述现象是由于遗煤与O2加速反应,升温区下端在风流的上游O2浓度较高,升温区得以发展; 升温区上段在风流的下游O2浓度较低,升温区发展较慢。该时刻升温区内多条闭合等温线走向变化较大,等温线间距不确定,说明这时的氧化升温是比较剧烈的,升温区在该方向增长速度不同。子图D的升温区形状开始横向扩展( X方向) ,温度上升极快。这个时刻大约为模拟时间的第27天,区域温度约为304 K,位置为X∈( 200 m,250 m) ,Y∈( 50 m,125 m) ,形状保持了子图C的发展态势,极不规则。这个期间升温区范围在纵向上发展比较缓慢,主要是在横向发展。原因是沿气流运动方向的O2供应不足,在前阶段蓄积的热量向四周扩散,与风流垂直方向区域可以获得较充分的O2,从而产生氧化反应,使升温区横向扩展。该时刻升温区内多条闭合等温线走向变化较大,等温线间距不确定,但走向变化及等温线间距要比子图C规则,说明这时的氧化升温仍然剧烈,但是逐渐趋于平稳。子图E的升温区形状又开始大范围纵向扩展,横向扩展较小,温度上升极快。这个时刻大约为模拟时间的第31天,区域温度 约为306. 1 K,位置为X∈( 200 m,270 m) ,Y∈( 50 m,150 m) ,形状在子图D上进一步发展,形状趋于规则。该时刻升温区在纵向和横向发展速度都快,纵向发展大于横向发展,其原因与子图B的形成相似。由于升温区横向发展,与氧气流的垂直接触范围增大,形成了新的纵向氧气供应通道,从而使处于氧气流下游的区域得氧升温,升温区上段纵向得以发展。该时刻升温区内多条闭合等温线走向变化减小,等温线间距比较一致,比子图D规则,说明这时在氧化升温的同时其各方向的氧化升温速度区域稳定。子图F的升温区形状横向扩展较大,纵向扩展停止,升温区呈梯形。这个时刻大约为模拟时间的第35天,区域温度约 为308 K,位置为X∈( 200 m,300 m) ( 300 m后超出研究区域且升温区停止发展) ,Y∈( 50 m,150 m) ,再一次出现突变,与子图C相仿。升温区纵向扩展停止,这是由于风流假设为抛物线( 如图1所示) ,经过采空区上边界和下边界的O2较少,不足以供应氧化升温反应。升温区在300 m后的采空区发展也较小,这是由于距离通风口较远,O2浓度不足所致。

综上所述,采空区遗煤自然发火过程可以分为3个阶段: 第一阶段是第22天以前,这个时期升温区发展比较缓慢,升温过程稳定,形状规则,O2供应充足; 第二阶段是第22天到第35天,这个时期升温区的发展比较剧烈,由于O2供应问题,各方向的升温区发展速度不同,一般是先纵向再横向再纵向的发展方式; 第三阶段是第35天后,升温区周围O2供应浓度到达极限平衡,升温区范围停止发展,系统达到平衡。

4 结论

模拟了U型通风下采空区遗煤自然发火过程。第一阶段是第22天以前的时期,温度从294 K升高到301. 9 K,升温区发展至X∈( 200 m,235 m) ,Y∈( 50 m,125 m) ; 第二阶段是第22天到第35天期间,温度升高到308 K,升温区发展至X∈( 200 m,300 m) ,Y∈( 50 m,150 m) ; 第三阶段是第35天后,温度不再升高,升温区范围停止发展,系统达到平衡。

U+I型通风 第5篇

1 工作面概况

戊9,10-12180综采面采长162 m,走向长1 031 m,巷道布置除进、回风巷外,还布置1条外错于回风巷15 m的瓦斯排放巷,该巷道高出回风巷4 m,排放巷每隔60 m有1条联络巷与回风巷相通。采面煤层厚4.22～5.65 m,倾角8°～11°,平均采高4.2 m,相对瓦斯涌出量20 m3/t,绝对瓦斯涌出量28 m3/min,自然发火期58 d。通风系统如图1所示。

2 技术方案选择

采空区三带的划分一般采用取气法,即根据采空区氧含量划分采空区三带。由于取气时存在误差,单纯采用这一种方法很难准确划分采空区三带,为了客观反映采空区三带分布,需要采用综合法划分采空区三带。

综合法划分三带原理:①根据工作面的有关参数建立采空区三带数学模型,然后通过解算得出采空区理论上的三带范围;②采空区埋管取气,根据采空区氧含量划分三带范围;③根据数学解算、气体变化和温度变化综合分析,准确地划分出采空区三带的范围。

3 采空区水平三带考察

3.1 采空区三带考察布置

考察布置如图2所示:因为采空区内气体沿走向和倾向均有变化,所以在采空区进回风侧均埋设取样头,并且在采空区的中部也埋设了取样头,以便准确划分采空区三带范围。为了便于弯曲,采空区中部埋管采用塑料套管,为了防止塑料套管被压断,在刮板机后挖一小沟,将塑料套管埋入沟内。为了防止端头支架将埋管压断,采空区回风侧的埋管采用Ø50 mm的钢管。取样头的设置如图3所示:取样头为Ø250 mm、长300 mm的圆柱形钢管,将钢管一端封严,另一端焊上Ø50 mm 接头,将取样头钻出许多小孔,以便气体进入取样头,将束管单管伸入取样头并用封泥将进口封严。用Ø50 mm钢管三通分别连接Ø89 mm塑料套管和取样头,束管单管从取样头出来后再从采空区中部的塑料套管和回风侧的钢管中穿出,随着采煤工作面的不断推进,束管埋管逐渐伸入采空区内,通过地面束管监测系统的连续监测,获得设置在采空区内的束管测点的O2含量,并据此划分采空区的三带范围。

3.2 按采空区氧含量分布划分三带

采空区浮煤的氧化状况是由采空区氧含量分布情况决定的,所以采空区三带的划分应以氧含量的分布为主,其他气体为辅。根据国内外划分采空区三带采用的氧含量指标,将试验工作面三带划分的氧含量指标定为:①通风散热带。O2含量≥18%,在此范围内,采空区的漏风为最大,虽供氧充足,但浮煤氧化所产生的热量也极易被漏风带走,热量不易积聚,且温度值较低,不易自燃,因此定为通风散热带。②氧化带。O2含量为7%～18%,在此范围内漏风较大,供氧适宜,而氧化生成的热量则不易被漏风带走,容易氧化自燃,因此定为氧化带。③窒息带。O2含量7%,在此范围内漏风量最小,供氧不足,氧化生成的热量也最少,而且由于岩石传导热量较多,温度有所下降,通常没有自燃的可能,因此定为窒息带。

用束管监测系统连续监测采空区埋入的测点的O2含量,以此划分采空区三带范围。考察结果如图4所示:处于采空区进风侧的测点在采空区以里55,145 m处测得的氧含量分别为17.5%,7.0%,处于采空区回风侧的测点在采空区以里55,140 m处测得的氧含量分别为17.5%,7.0%。为此,采空区沿走向三带范围为:在进风侧由支架切顶线向采空区方向延伸55 m,在回风侧延伸55 m区域为通风散热带;在进风侧由支架切顶线向采空区方向的55～145 m,在回风侧的55～140 m为氧化带;氧化带向采空区以里为窒息带。

3.3 采空区三带数学模型的建立及解算

由于综采面煤岩垮落高度及其变化量与采空区长度、宽度相比很小,层与层之间漏风所造成的垂直分速度很小,因此可将采空区视为二维多孔介质非线性渗流场,服从Bachmat二维非线性渗流方程:

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式中,E为渗透率张量;J为水力梯度; V为渗透速度;β为介质颗粒形状系数;Dm为平均调和粒径;υ为运动黏度;n为多孔介质孔隙度。

其中,J=-Δh,Δ为Hamilton算子;令a=υ/gE,b=βDm/gnE,则

-Δh=(a+bV)V (2)

通过引入流函数ψ可得二维平面非线性渗流的流函数微分方程。

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其边界条件为:

(1)边界的压力h分布(实测得出的工作面压力分布)

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(2)边界上的速度分布或局部边界节点的风速(局部漏风处)

ψ=ʃundefinedVndL+c (5)

对微分方程(3),给出边界条件(4)或(5),运用有限元数值解法,便可得到采空区内流函数的值解,进而得到渗透流速度v和分量vx、vy。根据采空区煤自燃所对应风速的上下限(0.10～0.24 m/min),即可得出采空区自燃三带分布。

经对戊9,10-12180工作面采场矿压显现实际观测,压实区前沿距工作面130 m,压实区两侧边界距进风、回风侧边界分别为16,35 m,工作面进风量为1 850 m3/min,工作面上下两端压差实测为23 Pa。

根据Catman公式,e=180d2n3/(1-n)2;计算时取Dm=0.014 m,g=9.81 m/s,υ=14.610-6 m2/s,β=1.5。另外n=1-1/kp,按照采空区各处矸石冒落和顶板下沉情况,可求得采空区碎胀系数kp(x,y)分布。

由采空区碎胀系数kp(x,y),即可求得a、b值,将a、b代入微分方程,利用有限元数值解法即可求得采空区风速的分布。根据易燃带风速上下限确定试验工作面采空区自燃三带为:①通风散热带。在进风侧距工作面35 m以内;在回风侧45 m以内。②自燃带。在进风侧距工作面35～140 m;在回风侧45～145 m。③窒息带。在进风侧距工作面120 m以外;在回风侧125 m以外。

3.4 综合指标划分采空区水平三带范围

通过现场实测采空区的含氧量与数学模型解算,划分了采空区的三带。经综合分析,最后得出采空区三带的分布范围如图5所示:通风散热带在工作面后方采空区进风侧55 m、回风侧55 m的区域,该带的特征是各点的漏风风速较高,基本上都大于0.24 m/min,残煤升温率低于1 ℃/d,漏风强度较大,煤氧化生成的热量被漏风风流即时带走,不易大量积热,通常不会发生自燃。氧化带的始、终位置在工作面后方进风侧第55～145 m和回风侧第55～140 m,该区域的特点是,各点的风速一般在0.10～0.24 m/min,在可能自燃风速界限内,升温率存在大于等于1 ℃/d的区域的可能,氧气浓度一般为7%～18%,氧化生成的热量不易被漏风风流带走,供氧聚热条件适宜,有自然发火的可能。

当L/VT时,此带有自燃危险。其中,L为可能自燃带宽度;V为工作面月推进度,m/月;T为煤的自然发火期,月。

窒息带在工作面切顶线进风侧145 m和回风侧140 m至切眼区域。该区域岩石冒落后被逐渐压实,各点的漏风风速小于0.1 m/min,漏风基本消失,氧含量较低,一般小于7%,升温率小于1 ℃/d,并伴随着采空区距离的增长,升温率出现负值,即岩石导热会使氧化带内残煤氧化生成的热量逐渐逸散,温度缓慢下降。如果在氧化带内有残煤氧化自燃,那么进入窒息带后,也会由于缺氧而窒息。随着工作面的推进,三带的位置随之前移。氧化带的前移速度愈慢,其宽度愈大,残煤在此范围内的时间愈长,就愈容易发生自燃。因此,加快氧化带前移速度,缩小其宽度是防止工作面采空区自燃的重要手段。采用的方法是:加快回采推进度;注氮气降低氧化带氧含量;工作面降风;采空区上下端头堵漏;减小采空区进出口端点的通风压差。

4 采空区垂直三带考察

4.1 垂直三带考察布置

采空区垂直三带考察的方法如图6所示:在工作面回风巷选择一段压力比较小的巷道,在巷道的右帮(面对工作面)掘一2.1 m2.1 m2.1 m的钻场,从钻场施工5个取气钻孔,钻孔参数见表1。

为了便于取气,在钻孔内插入Ø25 mm套管。套管采用塑料管(不影响采煤机采煤),套管必须下到终孔位置,套管出口端1 m加工成花管,套管内插入束管单管,便于与束管系统相连,套管的进出口端均需封严,钻孔的封孔长度为2 m。当工作面推进到离钻场50 m时开始将束管系统与束管单管相连,并记录取气数据,直到工作面推到钻场为止。通过数据分析便可考察出工作面前方煤层受采动影响提前氧化的距离以及支架上部三带的范围。由于支架尾梁后不容易打钻,为了测试支架后的气体含量,向支架尾梁后插入Ø18 mm钢管,钢管内穿入束管单管,再与束管系统相连。

4.2 垂直三带考察结果

从采空区垂直三带考察结果(表2)可以看出:距煤层底板33 m以上高度的氧含量为6.5%,这个高度以上的空间为窒息带;距煤层底板5 m(支架上方1 m)的氧含量为19.0%,这个高度以下的空间为散热带,煤层不会氧化自燃;煤层底板以上5～33 m的空间的氧含量为6.5%～17.5%,这个空间为氧化带。

5 结语

U+I型通风 第6篇

关键词：上隅角,高位钻孔,瓦斯治理,前进式埋管

煤炭开采过程中, 采煤工作面采空区瓦斯在风压压差及顶板周期来压的作用下涌出到上隅角, 极易造成工作面及下风侧瓦斯超限。由于采空区内采动裂隙和原有裂隙2种空隙并存, 在分层开采的煤层开采下分层时, 上分层采空区及采动空隙会与下分层采动裂隙瓦斯沟通, 形成一个极易流动的气体渗流网络。尤其对高瓦斯和煤与瓦斯突出煤层的高档普采和综采工作面来讲, 采空区赋存大量瓦斯, 且采空区瓦斯很容易通过上隅角漏入回风巷, 引起上隅角与回风巷风流中瓦斯浓度超限[1]。在总结分析对比传统上隅角瓦斯治理方法后, 提出和实践了高瓦斯矿井U型通风系统工作面上隅角瓦斯治理新的综合措施。

1 上隅角瓦斯涌出分析及传统治理措施

实际上, 在一般的U型通风系统工作面, 风流由进风巷进入采场时, 其中有一部分风流将会漏入采空区中, 同时工作面与采空区之间存在有气压差, 促使了采空区瓦斯向工作面方向流动[2,3]。但在上隅角附近, 由于主风流方向的改变和边界几何条件的限制, 风流呈现涡流形式, 靠近煤壁和采空区风流速度很低, 局部处于涡流状态。涡流运动使采空区涌出的大量高浓度瓦斯难以进入到主风流中, 从而引起高浓度瓦斯流在上隅角附近的循环运动, 导致上隅角局部瓦斯积聚。从流体力学角度考虑, 采煤工作面瓦斯流动服从松散介质内达西 (Darcy) 渗流规律 (图1) , 即:

式中, q为单位时间内单位面积采空区向工作面涌入的瓦斯量;K为采空区内透气性系数;p1、p2分别为工作面、采空区内空气压力;ΔL为p1、p2两点间距离。

据公式可以看出, 通过减小工作面与采空区压差即可起到抑制采空区瓦斯向工作面涌出的作用, 进而解决上隅角瓦斯积聚的问题。

上隅角瓦斯治理现场采取的传统做法:①增加工作面供风量, 而这种措施往往容易引起工作面漏风量增大, 从而又会导致采空区瓦斯涌出量增大。因此盲目的增加工作面供风量, 其实对降低上隅角瓦斯浓度时不利的。②增加漏风汇, 即采取一源多汇的通风方式, 这时采空区上隅角瓦斯可以从漏风汇中排出, 然而这种方式对只有1条回风巷的U型通风系统工作面来说无法实现。③减少采空区漏风量, 抑制上隅角瓦斯涌出, 即堵漏和均压措施[1]。

现场经常采用的有风障导风法、插管抽排、后退式埋管抽采等常见措施。但是, 设置导风障并不能从根本上解决上隅角瓦斯超限问题, 风障增加了工作面通风阻力, 对割煤、上隅角附近施工、行人、运料等有影响。插管抽排需要采面每推进一定的距离, 重新封堵上隅角插管, 同时抽排的瓦斯浓度极低, 针对高瓦斯矿井下分层采面实施不理想。后退式埋管抽采相对于前两者来说效果显著些, 但是往往也会出现上隅角瓦斯超限情况。分析原因是随着管路的延伸埋入采空区后面的抽采竖管端口就越多, 造成管路中负压越低, 伴随着顶板周期来压, 将会造成工作面上隅角瓦斯周期性涌出积聚。

2 上隅角瓦斯综合治理措施

2.1 实践区概况

李家庄矿位于沁水煤田中部, 主采3#煤层, 综合机械化分层开采, 平均可采厚度为6.8 m, 煤层无自燃倾向性、无爆炸性[4]。顶板主要为泥岩与泥质砂岩, 直接底板多为泥岩或砂质泥岩, 煤层原始瓦斯含量为10.8 m3/t, 相对瓦斯涌出量为20.6 m3/t, 绝对瓦斯涌出量为75 m3/min, 为高瓦斯矿井。

2309综采工作面为李家庄矿西翼的2309采面下分层采煤工作面, 巷道采用锚索加架棚支护方式, 自然垮落法控制采空区顶板, 工作面倾向长为180m, 走向长1 500 m。该2309工作面为U型通风系统, 内错上分层巷道, 即23091 (下) 巷进风, 23092 (下) 巷回风, 风量为1 310 m3/min。但在其上分层2309 (上) 采空区中仍积存着大量瓦斯, 其下分层工作面在回采过程中因受采动影响, 上分层采空区及顶板裂隙带大量瓦斯必然伴随着顶板周期来压涌人下分层工作面。

2.2 综合治理措施的应用

(1) 前进式埋管。在2309 (下) 上隅角采空区最后方与备用面2310进风巷之间联络巷处开始埋入钢制抽采管 (159 mm) , 连接到采面抽采支管 (400 mm) , 此支管吊挂在备用面2310进风巷 (图2 (a) ) , 该支管同时还负担备用面2310采面本煤层抽采。随着2309 (下) 工作面的推进, 在所埋抽采管上每隔20 m安装1个无缝钢制抽采竖管 (100mm) , 最靠近工作面的竖管与工作面切顶线的距离保持不超过20 m, 竖管长1.4~1.5 m, 顶端费封闭, 在距离顶端1/3处均匀钻 (10 mm) 14~16个小孔, 用纱布包裹[5];竖管通过底端三通阀与所埋抽采管呈竖直安装 (图2 (b) ) 。同时, 为保护抽采竖管不被掉落矸石砸坏, 在竖管处架起“井”字木垛, 罩住竖管。

随着工作面推进所埋管路的延伸, 其布置在采空区后端抽采负压也随之降低。为解决此问题, 在23092巷 (400 mm) 与23101巷的联络巷的闭墙之间设置一段蛇形管 (100 mm) , 其两端连接抽采支管与采空区所埋抽采管 (图2 (b) 中联络巷处联接管路) , 并设置孔板流量计与管路开关, 根据现场蛇形管处所测管路负压情况, 决定是否开启蛇形管段用来调节采空区中所埋管路抽放负压。

(2) 走向高位钻孔。在顶板周期来压时, 仅仅利用2309 (下) 工作面采空区埋管抽采不能从根本上解决周期性的瓦斯涌出导致的上隅角瓦斯超限的问题。为此, 在备用工作面2310进风巷23101巷靠近23092巷侧的联络巷里, 设置了12个钻场, 钻场间隔为120 m, 利用定向钻机施工水平投影长度为140 m的钻孔, 超前距为20 m (图3) 。

每个钻场的钻孔开孔位置布置在联络巷靠近顶板处, 钻孔开孔水平间距0.8 m, 分上下2行, 行距0.5 m, 上下排错位0.4 m, 如图3中开孔正视图所示, 共8个孔, 终孔位置均分布在所采煤层顶板之上35 m左右位置[6] (邻近矿井顶板裂隙带高度) , 终孔水平距23092回风巷帮20 m, 若遇地质构造无法按设计完成施工, 在设计孔上下位置再开孔或是调节定向钻头越过构造, 终孔位置仍落在设计位置。每个孔完工后及时封孔接抽, 每个钻场8个钻孔为一组, 随着采煤工作面的推进钻孔整组报废, 下一组接替抽采。

3 综合措施效果分析

(1) 前进式埋管。为保证采空区所埋管路抽放效果, 尽量在采空区形成相对封闭抽放空间, 通过使用装矸石编织袋在紧靠切顶线处堆砌, 条件允许时还喷浆堵缝;同时露出埋管端头并保护, 以便下段连接接续。根据现场负压与瓦斯流量浓度关系, 随时调节或关闭抽采钻孔或蛇形管处阀门, 用来控制各个段落或各个钻孔瓦斯流量, 以达最佳匹配。由于埋管与高位钻孔抽放都是接在采面支管接抽, 所以选择在1#联络巷处测量管路中瓦斯流量参数 (此处瓦斯测量数据为埋管管路中瓦斯抽放数据) 。据4月2—25日生产结果统计数据显示, 管路负压控制在中低负压阶段5~13 k Pa, 瓦斯浓度基本在1%~6%, 与负压保持正比例关系 (图4) 。据统计, 在4月份统计周期内埋管共抽出纯瓦斯量为2 099.6m3/d。

(2) 走向高位钻孔。目前, 由于工作面只推进到第2组抽放孔位置, 故只统计出第1组钻孔瓦斯抽采数据, 统计周期内钻孔抽采纯量平均达到950.04 m3/d, 具体单孔抽采数据统计见表1。

(3) 措施实施前后分析。以往采用单一形式的治理措施时, 工作面正常生产时工作面回风流瓦斯传感器数值一般维持在0.5%~0.7%;当顶板周期来压时上隅角瓦斯浓度经常超过超规定, 达1.0%及以上。据计算, 措施前正常情况每天风排瓦斯总量为9 432.0~13 204.8 m3, 周期来压时当天工作面瓦斯涌出量高于18 864 m3。采取采空区前进式埋管与走向高位钻孔抽采相结合的方法后, 每天风排瓦斯总量降低为4 382.36~8 154.36 m3, 上隅角与工作面回风巷瓦斯浓度始终控制在0.2%~0.4%, 周期来压时上隅角及回风巷瓦斯浓度最大值也在0.8%以下, 瓦斯治理效果非常明显。

4 结语

实践证明, 前进式埋管抽放法对抽放采空区上隅角瓦斯具有独特作用, 通过抽放可以使采空区上隅角瓦斯改变流向, 使瓦斯由上隅角向采空区后方抽放竖管处流动被抽走;走向高位钻孔抽走了顶板裂隙瓦斯, 也大大减少了向工作面涌出的瓦斯量, 使采煤工作面割煤机由原来的每天8个循环提高到每天10个, 提高了产量。实现了高瓦斯矿井U型通风系统工作面瓦斯超限的有效控制, 在一定程度上实现了煤与瓦斯安全高效共采。

参考文献

[1]林柏泉, 周世宁, 张仁贵.U型通风工作面采空区上隅角瓦斯治理技术[J].煤炭学报, 1997, 22 (5) :509.

[2]林柏泉, 张仁贵.U型通风工作面采空区瓦斯涌出及其防治[J].煤炭学报, 1998, 23 (2) :157-158.

[3]程远平, 采场通风方式与瓦斯运移规律研究[D].徐州:中国矿业大学, 1990.

[4]山西晋煤集团李家庄矿矿井地质报告[R].太原:山西地宝能源有限公司, 2012.

[5]莫达彪, 张景钢.采空区埋管抽放技术在U型通风系统工作面上隅角瓦斯治理应用研究[J].华北科技学院学报, 2014 (4) :12.

U+I型通风 第7篇

关键词：四位一体,U型通风系统,抽放措施

0 引言

高瓦斯矿井综采工作面的通风系统的选取一直是困扰安全生产的难点[1],受采空区瓦斯的异常涌出等因素的制约,高瓦斯矿井综采工作面多数采用多巷通风系统,因此不可避免地存在采空区通风,与《煤矿安全规程》要求不相符。如何通过采取有效的瓦斯治理措施解决多巷通风问题,避免采空区通风成为当前高瓦斯矿井亟待解决的难题。

以岳城矿1309(上)综采工作面为研究对象,通过对1309(上)综采工作面重点采取高层位钻场、DN125大孔径高位钻孔、联络巷密闭墙埋管、地面采动井“四位一体”采空区抽放措施治理采空区瓦斯,从而保证回风隅角处的通风瓦斯安全,将1309(上)采面多巷通风系统优化为U型通风系统。

1 工程概况

1309(上)采面为矿井一盘区南翼第二个上分层回采工作面,工作面走向长度为1 250 m,倾向长度为180 m。采用多巷通风系统期间:工作面主进风巷进风量为1 080 m3/min,辅助进风巷进风量为650 m3/min,外U辅助进风巷进风量为650 m3/min;回风2 450 m3/min。采用U型通风系统期间:进风1 100 m3/min,回风1 120m3/min。

2 四位一体采空区综合抽放措施

2.1 高层位钻场

通过在13092巷8横川和16横川分别施工1号和2号高位钻场。高位钻场由13092巷向13091巷垂直方向按30°爬坡施工32 m斜巷,然后再施工6 m平巷(高抽巷位于3#煤层顶板上方12 m)。在钻场内呈扇形布置共16个钻孔,向垂直于工作面推进方向布置4个钻孔,向两侧各布置6个钻孔,开孔高度均为1.5 m,倾角为3.31°~8.4°,钻孔方位角从左至右为187°~337°,钻孔深度54m~138 m,平均钻孔深度为109.7 m,钻孔孔径均为94mm。高层位钻孔控制区域宽度为综采工作面方向距上隅角50 m范围内,钻场及高层位钻孔布置图如图1~图2所示。

高层位钻场的实施大大提升了采空区瓦斯抽放量,1309(上)采面自应用U型通风期间,通过统计高层位钻场平均瓦斯抽采纯量为12.50 m3/min,单孔最高抽采浓度为92%,平均抽采浓度为70%以上。

2.2 DN125大孔径高位钻孔抽采采空区瓦斯

通过在13092巷1横川、10横川及辅助回风巷施工DN125大孔径高位钻孔。最终确保终孔位置位于巷道顶板5倍~6倍的采高裂隙带内,通过裂隙带导通,从而集中对采空区瓦斯进行抽放。

13092巷1横川、10横川各布置3个钻孔,开孔间距0.7 m,开孔高度1.8 m,所有钻孔开孔角度均仰11°,钻孔终孔间距6 m,走向控制范围240 m,倾向控制范围均为24 m。

辅助回风巷布置5个钻孔,钻孔设计深度250 m,开孔间距1 m,开孔高度2 m,所有钻孔开孔角度均仰12°,钻孔终孔间距8 m,保证走向控制范围250 m,倾向控制范围60 m。

DN125大孔径高位钻孔的实施大大提升了采空区瓦斯抽放量,1309(上)采面自应用U型通风期间,大孔径高位钻孔平均瓦斯抽采纯量为13.02 m3/min,单孔最高抽采浓度为93%,平均抽采浓度为65%以上。

2.3 联络巷密闭墙埋管抽放

通过利用内U巷道与外U巷道之间的联络巷埋设抽放管路对回风隅角采空区瓦斯进行抽放,从而进一步降低回风隅角处的瓦斯涌出,避免回风隅角瓦斯超限。结合1309(上)采面的生产实际,通过在13092巷专门敷设一趟DN400抽放管路专用于密闭墙抽放,通过对抽放参数进行优化,不断提升抽采效果。密闭墙埋管抽放示意图见图3所示。

通过观察统计,密闭墙埋管抽放平均瓦斯抽采纯量3.20 m3/min,瓦斯抽放浓度保持在8%以上。

2.4 地面采动钻井抽放

借助“O”型圈理论,通过提前在1309(上)采面的地表对应位置施工地面采动钻井,钻井终孔位置位于煤层顶板以上12 m~20 m范围内,工作面回采后,上部顶板跨落,采空区随工作面的回采逐步增大,富集于“O”型圈内的高浓度瓦斯在采空区内自由运动,此时通过开启地面采动井抽放,将大量的采空区瓦斯进行抽放,从而解决采空区瓦斯向回风隅角涌出。地面采动井见图4所示。

1309(上)采面回采揭露地面采动钻井后,对其进行开启运行,通过不断调整优化抽放参数,得知地面采动钻井平均瓦斯抽采纯量为6.25 m3/min,保证U型通风系统安全运行。

3 取得的效果

经试验证明,通过采取“四位一体”采空区综合抽放措施可以抑制采空区瓦斯向回风隅角和回风巷涌出,保证U型通风系统安全运行,彻底解决了采空区通风。工作面采空区瓦斯抽采纯量由16.96 m3/min增加至34.97 m3/min,增加幅度达106.19%;工作面回风巷的风排瓦斯量由11.02 m3/min降至3.70 m3/min,降幅达66.42%。通过采取“四位一体”采空区综合抽放措施保证了1309(上)采面U型通风系统的安全运行,彻底解决了采空区通风难题,实现了通风瓦斯本质安全[2]。

4 存在的问题及优化措施

4.1 存在的问题

a)服务于工作面横川密闭墙埋管采空区抽放支管路管径为DN400,管径受限,不能充分满足采空区抽采需求;

b)高层位钻场的施工工程量较大、施工周期较长,其施工成本较高,一定程度上影响了综采工作面的回采工期要求。

4.2 优化措施

a)对服务于工作面横川密闭墙埋管采空区抽放支管路进行更换,由DN400抽放管路更换为DN559抽放管路,增大抽放管路直径,提升采空区抽放效率;

b)针对高层位钻场施工工程量大、施工周期长、施工成本高等缺点,通过增加施工DN125大孔径高位钻孔的数量以此替代高位钻场的措施来确保采空区抽放效果,以此缩短施工工期,降低施工工程量,达到减少施工成本的目的,进一步保证综采工作面的回采工期要求。

5 结语

U型通风系统的成功应用无论从安全效益方面还是经济效益方面都实现了根本性地创新。彻底解决了采空区通风,节约了风量。避免回风隅角通道处的木垛施工,合计节约成本200×104元余。“四位一体”采空区瓦斯综合治理模式对于类似煤层赋存条件及开采条件的矿井也具有较强的指导意义。

参考文献

[1]林柏泉,张仁贵.U型通风工作面采空区瓦斯涌出及其治理[J].煤炭学报,1998,23(2):155-160.