矿井采空区范文

矿井采空区范文（精选4篇）

矿井采空区 第1篇

在采空区对瓦斯进行抽放的时候最为关键的安全问题就是采空区瓦斯的自燃, 必须要在施工进行之前就采取良好的措施解决之, 下文中我们将就多个具体的方面来对这样一个关键的问题予以说明和分析。

在一些煤矿开采的过程中, 综采放顶煤以此开采的强度过大, 导致整个冒落的空间过大, 遗煤量大大增加, 这样一种状况尤其多的出现在一些整体空间较大的位置, 包括一些没有进行开采的工作面、施工的回撤通道、没有放置煤的空区以及一些堆积有大量松散煤的位置, 在这样一些区域内进行采空区瓦斯的抽放就极其容易导致遗煤的自燃, 并最终导致一系列更加恶劣的瓦斯爆炸事故。除上文中详细说明的遗煤可能导致的危险外, 还有其他一些方面的问题需要加以高度关注。在一些通风联络巷道内, 由于收到采动压力的影响, 往往容易造成巷道整体的下沉状况, 在这样一种状况下顶板发生破碎, 如果在这样一些区域和位置进行采空区瓦斯的抽放, 势必会引起采空区裂缝漏风的状况。在实际的施工过程中, 为避免工作面上瓦斯超限, 并预防施工回撤的过程中通道自身有抽尘或者是抽冒的需要, 更多的是希望能够较好的增加整个煤体的完整性, 我们可以选择在通风联络网上钻多个小孔, 然后对煤体先进行注水再进行抽放。经过这样一种处理, 在回撤通道的施工结束以后, 虽然说整个的瓦斯抽放以及注水工作都已经完成, 但还是需要对钻孔周围裂缝向采空区漏风的状况加以注意并予以处理, 并在此基础上对钻孔加以封堵处理。

2 影响矿井采空区瓦斯治理的因素分析

一般来说, 煤炭实现氧化自燃需要以下四个方面的条件, 一是矿井采空区所在位置的煤体自身具有一定的自燃倾向性, 二是矿井采空区所在位置能够较长时间的保证连续供养, 三是要能够保证持续良好的蓄热环境, 四就是要保证采空区余煤的堆积量大于既定的临界体积。这样四个方面的实际状况将决定整个采空区内瓦斯治理的可能性以及处理措施的采取。

在实际的施工环境下, 通常都是要在这样四个方面的条件都满足的情况下才会发生严重的自燃状况, 但一旦发生就很难加以控制和处理。我们还需要对这样四个条件之间的关系以及轻重缓急予以一定的认识。我们在进行处理的时候一般只要破坏其中的一种条件和多种条件就能够保证自燃状况不发生, 其中连续供氧和连续的蓄热条件这样两者是能够在火灾发生以后再予以处理的, 因此在实际的施工环境中必须按照一定的轻重缓急来进行处理。下文中从两个具体的方面来对这样一个问题进行说明和分析。

3 矿井采空区瓦斯治理过程中自燃火灾的防治措施

3.1 减少采空区的漏风状况

1) 工作面在封闭施工过程完成以后往往处于养护的硬化阶段, 在这样一个阶段中最好是不进行采空区的灌浆, 与此同时还需要向运输巷以及回风巷中注入适量的氮气, 以此来惰化采空区内的空气, 这样一种处理主要是希望能够降低采空区内的温度、提高采空区内的相对压力, 内部压力的增加就能够较好的改善采空区内漏风的状况;

2) 对通风联络巷补打锚索和复喷浆, 并在此基础上对其进行加固维修, 除此之外, 还需要对工作面风口密闭位置以及钻孔的周围进行喷浆封闭处理。上述处理过程都能够在一定程度上缓解甚至是有效处理采空区漏风的状况;

3) 工作面经过密闭处理以后逐渐达到养护的硬化期, 对采空区、硬化期以及封口之间进行大量的灌浆, 并在这样一个过程当中根据密闭脱水的实际情况来进行间断性的补灌, 在这其中尤其需要注意的就是承压密闭和封口密闭, 都必须要灌注严实;

4) 回风平巷原筑物以及运输巷巷口与第二回风巷之间的两道调节风门都需要移到回风巷以南位置, 这样一种处理的主要目的是希望能够较好的降低工作面上的密闭负压, 以此来减少工作面上漏风的状况。

3.2 检测监控

1) 在矿井采空区进行瓦斯的抽放时, 尤其需要注意的就是要保证整个采空区压力在正压的状态, 这是保证采空区不发生不良泄漏状况最为直接和有效的方法;

2) 一般情况下通防队的观测员每天都需要对相关方面的参数进行观测和掌握, 包括一氧化碳、二氧化碳以及瓦斯等的参数等, 除此之外, 束管检测系统需要每天一次的对采空区火灾相关方面的参数进行采样分析, 以此来实时的掌握火灾参数气体变化的状况;

3) 在压力传感器达到报警的上限值以后就需要及时的调高抽放的流量和负压, 如果实际的施工环境不允许或者是不支持这样一种调整的话, 就必须要及时的体制采空区内瓦斯的抽放;

4) 为保证整个检测数据的灵敏与有效, 工作人员还需要较好的维护压力传感器, 在压差计压器和压力传感器的实际数据相差较大的时候一般以压差计的数据为准, 并及时的对压力传感器进行维修或者是改换;

5) 通防队内的抽放系统巡查工、抽放气体参数检测工需要按照规定来对采空区抽放区域内的管路完好状况予以掌握和保障, 对出现的积水等不良问题予以及时的处理, 查明原因并解决之。

4 结论

本文主要是对矿井采空区瓦斯爆炸的安全影响因素以及处理方法进行了阐述和分析。

参考文献

矿井采空区 第2篇

关键词：采空区自燃,快速治理,三相泡沫

煤炭自燃是我国煤矿开采过程中的主要自然灾害之一, 在国有重点煤矿中有56%以上的矿井都存在着自然发火危险, 由煤层自燃引起的火灾占矿井火灾总数的90%以上。煤自燃严重威胁着国家资源和矿工生命的安全, 是建设本质安全型矿井进程中需要克服的一大难题。如何快速扑灭矿井火灾, 尤其是如何快速熄灭高瓦斯矿井的自燃火灾, 避免火灾引发更严重的事故是一个十分紧迫的问题。笔者采用三相泡沫对综放工作面近采空区隐蔽火源进行了快速治理。

1 火区概况

峻德煤矿开采煤层属高瓦斯易自燃煤层, 二水平综采二队工作面为综放工作面, 主采17#煤层, 煤层主要为亮煤, 自然发火期约为3个月;煤层平均厚9.2 m, 倾角为40°~28°, 平均37°;工作面回风巷走向长470 m, 标高为-177.4~-251.5 m;机巷走向长490 m, 标高-240.8~-306.7 m;工作面平均长度121 m;煤层层理、节理较发育, 比较容易垮落。

2007年9月28日该综放工作面因发生自燃火灾而封闭, 此后相继采取了注水、注氮、灌浆等防灭火措施, 在11月中旬封闭区域的自燃征兆相继消失。为了恢复生产, 12日开始对工作面进行启封, 22日回风石门密闭用导风筒释放瓦斯, 23日瓦斯排放工作完成后, 将回风石门处密闭破除。全负压通风后, 在检查过程中发现工作面第1组支架后部的温度高达34 ℃, 并伴有热气涌出, 判断认为原高温点可能复燃。通防工区利用机巷注氮管向第1组支架后注三相泡沫, 至27日共注三相泡沫约5 000 m3, 28日9时第1组支架后 (机巷往上9 m工作面软帮处) 出现青烟, φ (CO) 达5.010-3以上, 并出现了C2H4, 且φ (C2H4) 达610-6, 由此确认采空区已自然发火, 并且高温点温度已经高于临界温度, 火势发展迅速、情况十分危急。冒烟位置如图1所示。

2 火区治理的难点

火灾发生在启封后的15 d之内, 而本煤层统计自然发火期为53 d, 据此初步判定, 火灾为原高温点复燃所致的可能性较大。这就说明, 此前对高温点的治理措施未能完全奏效、致火区复燃。火情迅速恶化, 由于难以小范围内判断火源的分布区域, 该工作面又属于急倾斜俯采工作面, 同时近采空区区域孔隙率较高, 存在许多畅通的流体通道, 在重力作用下, 注水或注浆易出现“拉沟”流失现象, 根本不可能向上部堆积或向深部扩散, 很难捕捉到火源点, 因此注浆、注水都难以实现火区的治理;封闭火区启封后, 工作面流场还处在一个非稳定的通风状态, 采空区瓦斯逐步稀释、新鲜风流供给, 若自燃火源发展迅速, 严重时会发生瓦斯爆炸事故[1], 因此必须在原高温点发展成大范围明火前将火区熄灭。这些都是火区治理的难点。

3 火区的治理

依据实验室温升过程中指标气体的测定结果可判定, 高温点温度已经超过110 ℃, 核心高温区可能已经出现明火;高温点应处于进风侧, 并且处于第1组支架附近。为治理火源, 设法提高防灭火介质的堆积高度和扩散深度是关键。在对火源位置的分析基础上, 对灭火方案和灭火措施进行了深入细致的分析, 决定向采空区压注三相泡沫, 采取直接灭火的方式治理火区。首先, 施工防灭火钻孔, 在打钻时每加1根钻杆都要检查孔内有害气体变化情况, 根据钻孔内CO浓度最大位置逐步判断着火点范围, 最终将着火点判定在一个小范围内。

3.1 三相泡沫的组成与特点

防治煤炭自燃的三相泡沫是近几年来被广泛关注的一种新型矿井火灾防治材料, 由固态不燃物 (黄泥、粉煤灰等) 、气体 (N2或空气) 和水三相防灭火介质组成。在粉煤灰或黄泥浆液中添加发泡剂并引入气体, 通过物理机械搅拌, 形成粉煤灰或黄泥颗粒均匀地附着在气泡壁上的多相体系。三相泡沫利用粉煤灰或黄泥的覆盖性、水的吸热降温性和N2的惰化窒息性进行防灭火, 大大提高了防灭火效率。由于三相泡沫发泡倍数较高, 单位体积的泡沫材料成本大幅下降, 具有较高的经济效益[2]。

3.1.1 三相泡沫对采空区的惰化抑爆作用[3]

粉煤灰浆液经发泡装置发泡后, N2进入浆液中, 浆液体积膨大, 形成三相泡沫。三相泡沫在初始阶段的稳定性较好, 大量的N2可有效地富集于浆液之中;之后, 随着稳定时间的临近和外界因素的影响, 三相泡沫逐步释放出N2, 能保持对火区的持久惰化, 该作用对高瓦斯矿井火灾治理过程中的抑爆性较为明显。惰化及抑爆效果主要取决于三相泡沫的灌注量、N2的释放速率和N2的纯度。

3.1.2 三相泡沫的阻化防复燃特性[4]

三相泡沫同样具有较好的阻化性, 这一特性有利于防止采空区火源点熄灭后的复燃。实验室对三相泡沫阻化特性的试验研究结果见图23。

3.2 三相泡沫灌注工艺及技术参数

此次灭火过程中, 三相泡沫的应用工艺流程见图4。首先利用地面智能制浆系统制备粉煤灰浆体, 通过发泡剂定量添加装置将发泡剂压入输浆管路中, 含发泡剂的粉煤灰浆液在三相泡沫发泡器中引入N2, N2与含有发泡剂的浆体相互作用产生高倍数的物理泡沫, 通过软帮支架间的灭火钻孔注入采空区。结合峻德矿灌浆、制氮系统的实际情况, 确定的三相泡沫应用技术参数见表1。

3.3 灌注过程

架后插管或钻孔的布置方式见图5。研究表明, 三相泡沫的扩散范围与堆积高度受到灌注流量的影响较大, 灌注流量大堆积高度高、扩散深度远。因此, 为尽可能提高三相泡沫向采空区深部和高处堆积的能力, 在火区的治理过程中并没有采用多钻孔并联同时灌注三相泡沫的常规思路, 而选择了多钻孔并联单一钻孔逐个灌注的方式, 虽然短时间内的覆盖面积不如多钻孔并联灌注, 但却大大提高了三相泡沫的堆积高度与扩散深度, 捕捉到火源的几率也就变得更大。

3.4 治理效果分析

通过对原冒烟处取气体进行监测, 来考察高温点的发展态势以及对其治理的效果。从图67可以看出, 初期火区内有害气体 (CO, C2H4和C2H6) 浓度都有上升趋势, 11月28日冒烟位置φ (CO) 到最高值2.5%以上, 并出现了C2H4及C2H2气体, 这说明高温点初期发展迅速, 着火点温度已达到220 ℃ (该煤层指标气体的实验室测定表明, 220 ℃时出现C2H2气体) 。随着灌注的持续, 采空区内CO, C2H4和C2H6浓度逐步下降, 到12月4日时φ (CO) 已降到2.410-5以下, φ (C2H4) 为0, φ (C2H6) 为310-6。最终C2H4, C2H6体积分数均为0, CO体积分数为410-6, 由此可见对火区治理取得了较好的效果, 火区被迅速熄灭。

在火源高温的影响下三相泡沫破灭, N2被不断释放出来, 这对高瓦斯环境起到了惰化、抑爆的作用, 也可确保火灾治理过程中不会出现次生事故;同时通过气体载体, 三相泡沫将大量的水及粉煤灰带到封闭火区内高低处及隐蔽处浮煤, 对火区进行高效降温的同时大量粉煤灰均匀覆盖在浮煤上, 对防止高温点的复燃意义十分重大。

4 结语

1) 由于采空区孔隙率高、通道多, 注水或注浆时, 水、浆液都很难向采空区高处或深处流动, 因此很难捕捉到火源。

2) 通过快速施工钻孔, 每个钻孔施工完毕后都检查其内部有害气体的浓度, 通过有害气体浓度高低的变化趋势, 可较快判断出火源点的大致分布区域。

3) 火区的成功治理表明, 三相泡沫密度低、黏度高、流量大, 与水相比其能在采空区多孔介质中向更远、更深处覆盖, 捕捉到高温点的可能性要远大于灌浆或注水, 这是一种隐蔽火源的快速治理方法。

4) N2从三相泡沫中不断释放, 对火区具有显著的惰化、抑爆作用, 能避免火区治理过程中发生次生事故;三相泡沫发泡剂可阻止自由基产生和润湿煤体, 靠固体不燃物包裹煤体和封堵裂隙来防止高温点复燃, 对火源治理效果较好。

参考文献

[1]王德明.矿井防灭火新技术——三相泡沫[J].煤矿安全, 2004, 35 (7) :16-18.

[2]仲晓星.应用三相泡沫治理高瓦斯矿井煤炭的自燃[J].矿业安全与环保, 2006, 33 (3) :40-42.

[3]周福宝, 王德明, 章永久, 等.含氮气三相泡沫惰化采空区的机理及应用研究[J].煤炭学报, 2005, 30 (4) :443-446.

矿井采空区 第3篇

关键词：综放工作面,采空区,相似准则,瓦斯运移规律

因煤层瓦斯含量高、开采强度大、采空区遗煤多等因素影响,综放工作面特别是上隅角瓦斯浓度超限现象时有发生,这为高瓦斯综放开采矿井带来极大的安全隐患[1]。由于瓦斯积聚而引发的瓦斯爆炸、瓦斯窒息等安全事故,给国家、企业及个人造成了极大的财产损失和人员伤亡[2]。对此,国内外的专家学者进行了大量的理论研究和生产实践,通过采取采前抽采、采中抽采和采后抽采等一系列措施来防治工作面瓦斯灾害。这些措施从源头上对瓦斯灾害问题进行治理,取得了显著效果,大大降低了瓦斯灾害事故的发生频率。然而,生产实践中又暴露出传统的U型通风方式在对综放工作面进行通风时易产生工作面及上隅角瓦斯浓度超限的不足,应运而生的U+L型、U+I型通风方式较好地解决了上隅角瓦斯浓度超限问题[3,4,5]。

通过研究综放工作面不同风速条件下各种通风方式对工作面采空区气流流动及瓦斯运移的影响规律,为提高综放工作面瓦斯灾害的治理效果提供依据。

1 相似准则数的确定

利用气体在多孔介质中运移的二维数学模型推导相似准则数。采空区内气体的流动满足扩展Darcy定律,可得连续性方程与动量微分方程[6,7,8],其变量表达形式如下:

式中:;u、v分别为x、y方向上的流速,m/s;δ为采空区内的孔隙率;vf为流体运动黏滞系数,m2/s;ρf为流体密度,kg/m3;pf为流体压力,Pa;F为多孔介质中流体的惯性系数;K为采空区渗透率,m2;dn为可定义的某种平均粒径,m。

为确定比例,用下标m表示模型,下标r表示模型相关的变量和常量对原型相应量的比值,则有:

同时有:

将式(5)代入方程组(1)~(3),化简后有:

按照原型方程与模型方程应当相同或呈比例的要求,对比连续性方程可知xr=yr,ur=vr,对比原型和模型相应的动量和能量方程,并将能量方程扩散项前系数展开,得出比例关系如下:

若模型与原型中流体和多孔介质的物性相近,且温度变化范围不大,可近似认为:ρfr=1,vfr=1。而某种平均粒径dnr和孔隙率δr为已知(可由实验台搭建时准确获得),故知:

由于一个完全的模型相似是不易实现的,因此本实验台模型设计时不考虑影响较小的准则,即动量方程忽略扩散项仅满足Darcy项和对流项相似。则将式(5)代入式(10),化简得:

由于孔隙率较小且模型与原型孔隙率相近,可知(1/δ-1)2/(1/δ-δr)2≈1。则式(11)进一步化简为:

这里共剩下5个比例因子xr,dnr,ur,δr,pfr,只有1个独立关系式,因此除了pfr=1特殊约束外,还有3个可以任意选择变量,即xr,dnr,δr,则ur可按上述独立关系式确定。在此取xr=1∶100,dnr≈1∶30,δr≈2∶1,即可满足要求。实测结果证实按该相似原理搭建的实验台能够较好地模拟实际U、U+L及U+I型通风方式下采场的气流流动规律[9,10,11,12]。

2 采空区相似模型的构建

2.1 相似模型的建立

以樟村矿2306工作面采空区为原型,建立几何尺寸比xr=1∶100,dnr≈1∶30,δr≈2∶1的实验模型。原型工作面倾向长度287 m、宽度5 m、高度3 m;采空区倾向长度300 m、纵向宽度200 m、垮落带高度30 m;巷道长度取50 m,其中进风巷断面尺寸为5.0 m×3.3 m,回风巷断面尺寸为4.6 m×3.6 m,瓦斯巷断面尺寸为4.4 m×3.5 m。因此,对应建立的工作面采空区模型长3.0 m、宽2.0 m、高0.3 m;工作面宽0.1 m、高0.06 m(1∶50);巷道模拟直径为0.05 m、长0.5 m(约1∶10)。

该模型以有机玻璃为骨架,粒径0~50 mm的破碎岩石为充填料,自工作面沿采空区走向分3个区,孔隙率分别为0.40、0.35、0.30。在模型底部布置实验气体供给管路,采用高压气瓶作为气源为模型供气。矿井综放工作面采空区相似实验模型装置示意图及效果图如图1~2所示。

图1 相似实验模型装置示意图

图2 相似实验模型装置效果图

2.2 实验参数测定方法

实验所需测定的参数主要包括工作面风速、采空区气流流速、采空区及上隅角瓦斯浓度。其中,风速利用Testo435-1型多功能风速仪测定;各测点瓦斯浓度利用JSA9-CH4型红外甲烷测定仪进行测定。

2.3 实验参数测点布置

根据综放工作面采空区通风系统结构,以及风速对工作面及上隅角瓦斯浓度影响关系,结合相似模型布置情况,在采空区模型中选取工作面、进回风巷、瓦斯巷布置4个风速测点;在模型内部,沿工作面走向平均布置6排,沿倾向每排均匀布置9个,共54个测点,对气流流速及瓦斯浓度进行测定。各测点的布置如图3所示。

图3 测点布置示意图

3 实验结果及分析

3.1 采空区气流流速分布规律分析

3.1.1 不同通风方式下气流流速分布

实验中取工作面风速为2.0 m/s,研究U、U+L及U+I型通风方式下,采空区内气流流速分布规律,选取距模型底面50 mm平面作为代表进行气流流场分析(下同)。图4~6分别为U、U+L、U+I型通风方式下,距进风侧沿采空区倾向0.05、0.75、1.50、2.25、2.95 m断面,以及距工作面沿采空区走向0.05、0.80、1.60 m断面上气流流速的分布图。

图4 U型通风方式下采空区气流流速变化曲线

图5 U+L型通风方式下采空区气流流速变化曲线

图6 U+I型通风方式下采空区气流流速变化曲线

从图4~6中可以看出:

1)沿采空区走向,气流流速总体呈逐渐降低趋势,工作面风流对采空区进回风侧气流流速影响较大,沿采空区倾向0.05、2.95 m断面上,起点气流流速较高,风速影响范围较深,而2.25 m断面上起点风速较低,风速影响范围较浅。

2)沿采空区倾向,靠近工作面0.05 m断面上气流流速波动明显,进风侧流速最高,随后流速逐渐降低,在距进风侧2.0 m左右时流速降为最低后又逐渐升高,0.80 m断面上风速波动趋于平稳,风速降低明显。1.60 m断面上风速趋近于0,说明工作面风速对该断面影响微弱。

3)U+L、U+I型通风方式下,采空区气流在靠近工作面0.05 m断面上风速波动减弱,且其风速在内、外错尾巷与采空区衔接处明显增加,在L及I的作用下,距工作面0.80 m断面上风速也出现明显变化,但其波动主要出现在靠近回风巷一侧。

4)在距工作面0.80 m以外区域,工作面风速对采空区影响极弱,这与采空区窒息带风流运动规律的理论分析和实际经验相吻合,表明对采空区瓦斯运移规律的实验研究具有可行性。

3.1.2 不同风速下气流流速分布

实验中取U型通风方式,研究工作面在0.5、1.0、1.5、2.0、2.5 m/s风速条件下,采空区气流流速分布规律。图7~9分别为距工作面沿采空区走向方向0.05、0.80 m断面及距进风巷沿采空区倾向方向1.50 m断面上气流流速分布图。

图7 沿采空区走向0.05 m断面上气流流速变化曲线

图8 沿采空区走向0.80 m断面上气流流速变化曲线

图9 沿采空区倾向1.50 m断面上气流流速变化曲线

从图7~9中可以看出:

1)沿采空区走向,随着工作面风速的增加,采空区内气流流速波动幅度明显加大,且其对采空区内气流的影响范围逐渐增加。工作面风流对进、回风侧采空区内气流影响较大,中间部分影响不明显。

2)沿采空区走向,随着风速的增加,靠近工作面0.05 m断面上气流流速波动幅度较小,而0.80 m断面上气流流速波动幅度较大,但流速降低明显;进风侧气流流速最高,随后逐渐降低,在距进风侧2.0 m附近时流速降为最低后又逐渐升高。

3)沿采空区倾向,距进风侧1.5.0 m断面上,随着风速的增加其对采空区内气流的影响范围逐渐扩大,影响幅度逐渐减弱,在距工作面1.60 m处,影响基本消失。

3.2 采空区瓦斯浓度分布规律

3.2.1 不同通风方式下瓦斯浓度分布

实验中首先向采空区内注入CH4,当其体积分数达到10%后,开启引风机,使工作面风速为1.5 m/s,研究不同通风方式下采空区瓦斯浓度变化规律。图10~12分别为U、U+L、U+I型通风方式下,沿采空区倾向距进风侧0.05、0.75、1.50、2.25、2.95 m断面,以及沿采空区走向距工作面0.05、0.80、1.60 m断面上瓦斯浓度分布图。

图1 0 U型通风方式下瓦斯浓度变化曲线

图1 1 U+L型通风方式下瓦斯浓度变化曲线

图1 2 U+I型通风方式下瓦斯浓度变化曲线

从图10~12中可以看出:

1)沿采空区走向,瓦斯浓度总体上呈逐渐升高趋势,工作面风流对进、回风侧瓦斯浓度影响较大。沿采空区倾向0.05、2.95 m断面上,起点瓦斯浓度最低,变化范围较深,而2.25 m断面上起点瓦斯浓度较高,变化范围较浅。

2)沿采空区倾向,靠近工作面0.05 m断面上瓦斯浓度变化波动明显,进风侧浓度最低,随后逐渐升高,在距离进风侧2.0 m左右时浓度达到最高后又逐渐降低;0.80 m断面上浓度分布较均匀,但浓度降低明显。

3)U+L、U+I通风方式下,采空区瓦斯在靠近工作面的0.05、0.80 m断面上浓度波动均减弱,且在内错尾巷及外错尾巷与采空区衔接处变化最明显。

4)沿采空区走向、距工作面1.60 m断面上瓦斯浓度基本一致,表明工作面通风方式对上隅角瓦斯浓度影响较大,对采空区深部无影响。这与采空区窒息带瓦斯浓度分布的理论分析和实际经验相吻合。

3.2.2 不同风速下瓦斯浓度分布

实验中采用U型通风方式,向采空区内注入CH4,当其体积分数达到10%后,开启引风机,使工作面风速分别为0.5、1.0、1.5、2.0、2.5 m/s,研究采空区瓦斯浓度分布规律。图13~15分别为沿采空区走向距工作面0.05、0.80 m断面及沿采空区倾向距进风巷1.50 m断面上瓦斯浓度分布图。

图1 3 沿采空区走向0.05 m断面上瓦斯浓度变化曲线

图1 4 沿采空区走向0.80 m断面上瓦斯浓度变化曲线

图1 5 沿工作面倾向1.50 m断面上瓦斯浓度变化曲线

从图13~15中可以看出:

1)沿采空区走向,随着工作面风速的增加,采空区内瓦斯浓度波动幅度明显增大,波动范围逐渐增加。但瓦斯浓度仍呈总体升高趋势变化。工作面风速对进风侧瓦斯浓度影响较大,对回风侧瓦斯浓度影响不明显。

2)沿采空区倾向,随着风速的增加,靠近工作面0.05 m断面上瓦斯浓度波动幅度减小、0.80 m断面上瓦斯浓度波动幅度增大,但浓度升高明显;进风侧瓦斯浓度最低,随后浓度逐渐升高,在距进风侧2.0 m左右时浓度升为最高后又逐渐降低。

3)沿采空区走向,在距工作面1.60 m处,瓦斯浓度达到8.5%以上,说明工作面风速对其无影响。这一变化与采空区内气流流动规律基本吻合,证明采空区瓦斯浓度变化主要受气流流动规律影响。

3.3 上隅角瓦斯浓度分布规律

3.3.1 不同通风方式下上隅角瓦斯浓度分布

实验中首先向采空区内注入CH4,当其体积分数达到10%后,开启引风机,使工作面风速为1.5 m/s,分别在U、U+L、U+I型通风方式下,对上隅角瓦斯浓度分布进行测定,得到瓦斯浓度随时间的变化规律,如图16所示。

图1 6 不同通风方式下上隅角瓦斯浓度变化曲线

从图16中可以看出:

3种通风方式下,上隅角瓦斯浓度均出现明显降低。通风开始阶段3种通风方式对上隅角瓦斯浓度影响基本相同,但随着时间的推移,U型通风方式下上隅角瓦斯浓度首先达到平衡,U+L型瓦斯浓度先缓慢降低后急剧降低并达到平衡,U+I型通风方式下上隅角瓦斯浓度降低最明显,其达到平稳的时间介于U型及U+L型之间。对比3种通风方式,U+L型及U+I型均有利于降低上隅角瓦斯浓度,而U+I型对于降低高瓦斯矿井上隅角瓦斯浓度效果更明显。

3.3.2 不同风速下上隅角瓦斯浓度分布

实验中采用U型通风方式,向采空区内注入CH4,当其体积分数达到10%后,开启引风机,分别对工作面风速为0.5、1.0、1.5、2.0、2.5 m/s条件下,上隅角瓦斯浓度进行测定,得到瓦斯浓度随时间的变化规律,如图17所示。

图1 7 不同风速条件下上隅角瓦斯浓度变化曲线

从图17中可以看出:

5种风速下,上隅角瓦斯浓度变化差异较大,工作面风速为0.5 m/s时,对上隅角瓦斯浓度影响极小,瓦斯浓度基本不变;风速为1.0、1.5、2.0 m/s时,上隅角瓦斯浓度变化规律基本相同,但随着风速的增加上隅角瓦斯浓度呈下降趋势;风速为2.5 m/s时,上隅角瓦斯浓度变化出现明显波动,原因是工作面风速较大时易在上隅角处形成涡流,从而导致瓦斯浓度不稳定,且出现瓦斯浓度升高现象。

4 结论

1)采空区模型内,沿采空区走向气流流速逐渐降低,当进入窒息带时,气流流动现象消失。沿采空区倾向气流流速呈波动变化,在靠近进风侧气流流速最大,沿着倾向方向逐渐降低,在中部靠近回风侧达到最小,随后又逐渐升高,但其流速低于进风侧。

2)采空区内瓦斯浓度变化受气流影响。沿采空区走向瓦斯浓度逐渐增加,当采空区进入窒息带时,瓦斯体积分数达到8.5%甚至更高;沿采空区倾向,在工作面气流影响范围内,瓦斯浓度在进风侧最低,随后逐渐升高并在气流流速最低处达到最高,之后又略有下降。

3)工作面上隅角瓦斯浓度受通风方式及工作面风速影响。U+I型通风方式最有利于降低上隅角瓦斯浓度,工作面风速过低易出现上隅角瓦斯积聚,风速过高则易出现上隅角瓦斯浓度波动,工作面风速为1.5~2.5 m/s时,上隅角瓦斯浓度控制效果较好。

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矿井采空区 第4篇

1 煤矿采空区瓦斯抽采研究现状

1.1 高瓦斯采空区瓦斯抽采技术的研究意义

高瓦斯采空区的瓦斯浓度较高, 对其瓦斯抽采技术进行研究有着重要意义, 主要体现在以下几个方面:首先, 可以有效解决高瓦斯矿井工作面及上隅角瓦斯浓度超限的问题, 通过技术优化, 降低通风系统的费用。其次, 高瓦斯矿井的瓦斯浓度较高, 利用度高, 抽采后适当处理, 可以获得煤气资源, 供居民生活使用。另外, 作为瓦斯抽放的替代技术, 要达到过去瓦斯抽放的效果, 减少矿井伤亡事故, 保障井下作业的安全性, 就必须不断提高瓦斯抽采技术的通风效果。

1.2 主要的瓦斯抽采技术

经过前人对采空区瓦斯抽采技术的不断研究, 目前已经总结出两大类主要的抽采技术。一类是钻孔抽采法, 这一类方法主要有以下几类: (1) 采空区埋管抽采; (2) 裂隙带高 (低) 位钻孔抽采; (3) 顶板岩石长距离水平钻孔抽采; (4) 地面垂直钻孔抽采。另外一类是专用巷道抽采法, 这一类抽采法比较常用的方法有以下几种: (1) 顶板岩石走向高位巷抽采; (2) 倾向高位巷抽采; (3) 专用尾巷抽采。其中裂隙带高位钻孔抽采的应用十分广泛, 本文也将着重介绍这一抽采方法。

2 大直径高位钻孔瓦斯抽采技术浅析

采空区瓦斯一般有两大来源, 一方面是工作面涌出的瓦斯;另外一方面是采空区本身遗留煤层、邻近层和围岩层溢出的瓦斯。高位钻孔瓦斯抽采, 是在顶板裂隙带进行施工, 钻通抽放管路, 在矿井本身的自然负压以及抽采泵的作用下, 瓦斯就可以直接被抽到地面或者总回风巷中。高位钻孔一方面阻止了邻近层瓦斯向工作面扩散, 另外一方面使得采空区下部的瓦斯流动方向改变, 减少其向采空区的溢出。

高位钻孔的施工有一些细则, 主要包含以下几个方面:

(1) 钻孔层的选择。采空区上覆岩层包含冒落带、裂隙带、弯曲下沉带。只有在裂隙带钻孔, 才能利用裂隙之间的联通与扩展, 顺畅地抽采瓦斯。而在冒落带中钻孔, 瓦斯被回采风稀释, 抽采浓度太低, 回收利用效果差。在弯曲下沉带中, 又缺乏贯通裂隙, 抽采阻力大。

(2) 钻孔位置与角度的确定。钻孔的钻场位置要合理选择, 一般在工作面上方10-30米范围内是煤层顶板裂隙带且瓦斯聚集的位置, 可以在此范围布置钻孔。在相同抽采时间内, 钻孔孔径越大, 越能增大钻孔抽采的影响范围。钻孔孔径为400mm的抽采范围是100mm孔径的两倍。所以, 尽量采用大直径钻孔, 能取得更好的抽采效果。另外, 要根据“三带”的高度、离层区的宽度和卸压角的大小来确定钻孔仰角参数。根据钻孔的长度与仰角的参数, 可以计算出最佳的方位角, 据此进行布置。

(3) 钻场的间距的布置。钻场的间距影响钻场接替效果, 即是否能够不间断地抽采瓦斯, 保证其总体处于较低浓度。大直径钻孔的抽采控制范围较大, 可以通过计算确定具体的抽采控制范围, 再合理确定间距。对于300mm以上直径钻孔, 钻场的间距可以设置在40m-45m左右。

(4) 抽放设施的设置。根据不同的矿井特点, 可以选择不同的抽放形式, 其中局部抽放是比较常用的一种方式。抽放设备常选用水环式真空泵, 真空泵安装在专门的井下瓦斯抽放泵房内, 泵房内设置瓦斯浓度监测和瓦斯浓度超限紧急断电装置等应急控制设备。

3 结语

煤矿的开采中, 矿井内瓦斯的处理是一项关键的任务。随着低瓦斯矿井越开采越深, 瓦斯在复杂且深入地下的巷道中堆积, 使低瓦斯矿井变成高瓦斯矿井, 瓦斯的处理变得更加复杂。在当今以人为本、关注生态的环保开采理念的引导下, 以钻孔抽采技术为代表的新的煤矿瓦斯抽采技术的不断发展, 不仅使作业安全得到了较好的保障, 而且大大降低了对大气的污染, 还充分回收利用了瓦斯煤气资源。未来, 能源形势只会越来越严峻, 同时环境生态的压力也会越来越大, 应该投入更多的资金与科研力量, 不断探索更加高效清洁的传统能源开采技术。

摘要：近年来, 国民经济高速发展, 在电力、钢铁等行业的需求的刺激下, 我国煤炭产量不断创造新高。随着我国煤炭矿井的不断采掘, 矿井深度的加大, 很多煤炭矿井逐渐从低瓦斯矿井变成高瓦斯矿井。在高瓦斯矿井中继续采掘作业, 需要预防瓦斯中毒与爆炸等一系列问题, 必须进行瓦斯抽采治理, 同时也可以获得煤气能源。本文针对高瓦斯矿井采空区瓦斯抽采的特点, 浅探大直径高位钻孔技术在其中的应用。

关键词：高瓦斯矿井,采空区,高位钻孔,瓦斯抽采

参考文献

[1]阚占和, 佟军, 魏保民等.采空区高位钻孔瓦斯抽放技术应用与分析[J].中国矿业, 2009, 18 (11) :125-128.

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