软、硬煤层残余瓦斯含量区域效果检验临界值研究

针对软、硬煤层瓦斯含量区域突出危险性效检指标临界值存在较大差异这一工程实际。建立软、硬煤样相关参数关系模型,对基于残余瓦斯含量的区域防突措施效果检验指标临界值进行研究。结果表明:同一煤质软煤和硬煤瓦斯吸附量差别不大,但随着煤的变质程度降低,软、硬煤瓦斯吸附量差值先减小后增大。对存在软、硬分层的煤层,建议采用0.74MPa时软、硬煤瓦斯含量测值的小值（取整）作为煤层残余瓦斯量指标的临界值。此研究因地制宜地确定符合矿井实际的突出预测指标临界值和区域措施效果检验指标临界值,对降低防突成本具有重要意义。     

高温高压吸附后焦煤的孔隙结构变化特性

为研究高温高压气体吸附试验中焦煤基质膨胀后孔隙结构变化特性,首先开展了软、硬焦煤在不同吸附平衡温度(30℃、40℃、50℃)下的高温高压吸附试验,然后利用压汞法测试吸附试验前、后煤样的孔隙结构,研究了不同吸附平衡温度下的软、硬焦煤吸附性能及高温高压吸附试验对软、硬煤孔隙结构的影响.结果表明:在相同温度和压力下,硬煤瓦斯吸附量及吸附常数a均小于相应的软煤;随吸附平衡温度升高,同一煤样的瓦斯吸附量减少;高温高压吸附试验后,煤样含有大量的半封闭型的微孔和小孔,孔隙连通性变差,煤中孔隙向着更加致密的方向发展,有利于瓦斯的储存.     

温度对煤体吸附瓦斯性能影响的研究

为了明确温度对煤体吸附瓦斯性能的影响程度,根据Langmuir等温吸附方程及单分子层定位吸附模型等相关理论,推导并分析了瓦斯吸附量、吸附常数与温度的关系,得出瓦斯吸附量随温度的升高而降低,吸附常数α与温度没有直接关系,而吸附常数b与温度存在直接联系.利用WY-98B型瓦斯吸附常数测定仪对赵楼3上煤层煤样进行了不同温度下的瓦斯吸附常数测定试验,试验温度分别选取293 K、298 K、303 K、308 K、313 K、318 K、323 K,得到不同温度下煤样的吸附等温线,进而得到不同温度下的吸附常数值.对结果进行对比和验证,得到温度对煤体吸附常数的影响规律.结果表明:在压力条件一定时,煤对瓦斯吸附几率及吸附时间等影响瓦斯吸附量的主要因素均随温度的升高而减小,导致瓦斯吸附量随着温度升高而下降;吸附常数α只与煤体表面性质有关,但温度引起的比表面积变化对吸附常数α影响显著;吸附常数6取决于吸附温度T、吸附压力p以及煤体自身物理性能所决定的振动时间(r)0.     

软分层对煤层厚度及煤与瓦斯突出影响的研究

煤与瓦斯突出是影响煤矿安全生产的主要因素之一,具有软分层特征的构造煤其突出的可能性更大,在防治煤与瓦斯突出时应尤为重视。根据现场的勘探资料及揭煤时的煤层情况,结合对个别案例的研究,分析了主要地质构造与沉积环境对煤层厚度的影响,并初步建立了煤层厚度预测的理论模型,同时简要分析了软分层的发育对煤与瓦斯突出的影响,对煤层厚度的预测和防突工作具有一定的指导意义。     

多因素对煤样吸附瓦斯影响试验研究

为研究粒径、含水量、温度、挥发分等因素对煤样吸附瓦斯特性的影响,选取4个典型矿井煤样,进行不同影响因素下的等温吸附试验,探讨各因素对煤样吸附瓦斯的敏感程度及影响规律。结果表明:在粒径、含水量、温度、挥发分等因素影响下,煤样吸附瓦斯过程仍可用Langmuir方程表征;挥发分、温度、粒径分别对吸附常数a,b及吸附饱和度X的影响程度最大;吸附常数a随粒径、含水量、温度、挥发分的增大而减小,吸附常数b及吸附饱和度X随粒径、含水量的增大而减小,随温度、挥发分的增大而增大;吸附常数a,b及吸附饱和度X受以上4个因素的影响程度不同,与其均呈一定的函数关系,据此可构建综合计算模型。     

粒状煤和块状煤等温吸附CH4试验研

为探究不同尺寸煤样吸附瓦斯特性的差异,以漳村矿3#煤为研究对象,利用自主研制的多功能煤吸附/解吸瓦斯参数测定试验装置,开展粒状煤和块状煤的等温吸附试验,测定不同吸附压力下的吸附量和变形量。试验结果表明:在相同的吸附平衡压力下,吸附量随煤样粒径的增大而减小;粒状煤吸附瓦斯的能力大于块状煤,原因是粒状煤的有效比表面比块状煤大,增加的微孔吸附瓦斯使得煤吸附瓦斯量增加。块状煤的变形量随吸附平衡压力而增大,但增加量逐渐减小。经讨论分析可知:煤体吸附膨胀变形是煤基质吸附膨胀和气体压力压缩共同作用的结果;粒状煤测定的吸附常数应用到煤层数值模拟中会引起一定的误差。     

软硬煤瓦斯解吸规律及影响因素的实验研究

为了研究软硬煤瓦斯解吸规律,搭建了大质量瓦斯解吸实验系统,进行了不同变质程度软硬煤的瓦斯解吸实验,对比分析了软硬煤的孔隙结构特征,查明了软硬煤的瓦斯解吸规律及影响因素。研究结果表明:软煤相对于硬煤,具有更多的瓦斯解吸总量和更快的解吸速度,采用幂函数可以较好的描述软硬煤的解吸规律,煤的破坏类型和变质程度是影响瓦斯解吸量的主要因素;软硬煤瓦斯解吸规律的差异性主要受煤的孔隙结构影响,软煤总孔容是硬煤的1.18～2.14倍,且软煤中孔及大孔更为发育,这为瓦斯解吸提供了更优质的通道;软煤相对硬煤在同等条件下变质程度更高,煤吸附甲烷的能力更强,这有利于软煤瓦斯解吸量的增加及解吸速度的加快。研究成果为准确测试煤层瓦斯含量和钻屑解吸指标提供了理论依据。     

煤粒瓦斯解吸温度变化影响因素及与突出的关系研究

基于扩散理论和热力学基本原理建立了瓦斯解吸过程温度变化公式,以及温度变化与瓦斯膨胀能、瓦斯解吸量的关系式,在此基础上研究了煤粒粒度、瓦斯压力、吸附常数a、扩散系数对解吸过程温度变化的影响及温度变化与煤与瓦斯突出的关系.结果表明:随煤粒粒度减小,瓦斯压力、瓦斯含量增大,扩散能力增强,瓦斯解吸引起的温度下降幅度增大.随解吸过程中温度降低,瓦斯解吸量、瓦斯膨胀能呈明显增大趋势,由此可见,解吸过程中温度下降幅度越大,煤层煤与瓦斯突出危险性越大.     

粒状煤和块状煤等温吸附CH_4试验研究

为探究不同尺寸煤样吸附瓦斯特性的差异,以漳村矿3#煤为研究对象,利用自主研制的多功能煤吸附/解吸瓦斯参数测定试验装置,开展粒状煤和块状煤的等温吸附试验,测定不同吸附压力下的吸附量和变形量。试验结果表明:在相同的吸附平衡压力下,吸附量随煤样粒径的增大而减小;粒状煤吸附瓦斯的能力大于块状煤,原因是粒状煤的有效比表面比块状煤大,增加的微孔吸附瓦斯使得煤吸附瓦斯量增加。块状煤的变形量随吸附平衡压力而增大,但增加量逐渐减小。经讨论分析可知:煤体吸附膨胀变形是煤基质吸附膨胀和气体压力压缩共同作用的结果;粒状煤测定的吸附常数应用到煤层数值模拟中会引起一定的误差。     

煤与瓦斯突出热动力学过程试验研究

为进一步加强煤与瓦斯(甲烷)突出等矿山重大灾害预测预报的工作,开展煤与瓦斯突出全过程热动力现象研究。将煤样破碎后在煤与瓦斯突出相似模拟试验台内加压成型,开展不同粒径煤样的吸附、解吸及突出试验,获取试验过程中的煤体温度变化数据。结果表明:煤与瓦斯突出过程中煤体温度随时间的演化关系近似符合自然对数函数;煤样粒径对煤体温度变化有显著影响,煤样粒径越小,在吸附解吸瓦斯时温度变化量就越大、变化速度也更迅速。通过分析煤与瓦斯突出试验结果及能量关系得出,煤的粒径很大程度上决定了瓦斯吸附能力及瓦斯内能,瓦斯内能又很大程度上决定了煤与瓦斯突出强度。     

Co-utilization of two coal mine residues: Non-catalytic deoxygenation of coal mine methane over coal gangue

The deoxygenation of coal mine methane (CMM) is a necessary process for concentrating methane by pressure-swing adsorption technology. Removal of oxygen in CMM by the reaction between oxygen and carbon in coal gangue is a novel solution for simultaneously utilizing two kinds of byproducts of coal mine, CMM and coal gangue. Process conditions for the deoxygenation of CMM were investigated systematically by using a fixed-bed reactor. The results show that higher temperature and lower gas flow rate not only decreased the residual oxygen concentration in the outlet gas but also increased the methane loss, and that the particle size of gangue did not influence deoxygenation within the experimental conditions used. Under optimal conditions (650 °C and 250 mL/min), there was no residual oxygen in the outlet gas and the methane concentration decreased by less than 0.5 mol%. XRD results show that coal gangue was activated during deoxygenation, and that activated gangue was suitable for utilization as a main component in cementitious materials.     

高头窑煤矿河流下浅埋煤层综放开采安全限采研究

导水裂隙带高度是水体下安全采煤的主要依据,本文通过数值计算、相似材料模拟、规程预测和工程类比等方法,对高头窑煤矿水多湖川和大哈他土沟河下浅埋煤层开采时导水裂隙带高度进行了预测研究,结果表明：几种方法预测结果有一定的误差,综合工程类比结果,高头窑煤矿水多湖川和大哈他土沟下采煤时裂采比定为15。由于高头窑煤矿2-3煤层上覆基岩段厚度较薄,根据三下开采规程,煤层开采需要进行安全限采控制,采高h≤H/19,以达到控制导水裂隙带高度的目的,实现河下采煤的安全开采。     

甲烷-煤尘复合体系中煤尘爆炸下限的实验研究

在3.2 L的燃烧管道中,采用小能量的高压点火装置,通过改变甲烷体积分数、煤尘种类与粒径,研究了甲烷-煤尘复合体系中煤尘爆炸下限的变化规律.研究结果表明,在本文实验条件下,甲烷-煤尘混合物中甲烷体积分数的增加能明显降低煤尘的爆炸下限.对于煤尘粒径小于42 μm煤样A,当甲烷体积分数从1.8%增加到2.2%时,煤尘的爆炸下限相应从30 g/m3下降到6.25 g/m3.煤尘的爆炸下限也随着煤尘中挥发分含量的增加而降低.煤尘粒径对其爆炸下限的影响较弱.实验结果与文献中高能量化学药头点火的测试结果进行比较表明,甲烷对煤尘爆炸下限的影响趋势并不随着点火源能量的改变而改变.     

立井揭煤前测定煤层瓦斯压力的方法与实践

为了解决复杂环境下立井揭煤前煤层瓦斯压力的可靠测定,基于揭煤井筒瓦斯地质特征、煤岩体物理力学性质,应用COMSOL软件模拟揭煤工作面在接近目标煤层时,井筒周围煤岩的地应力分布特征,直观展现了目标煤层中的应力分布结果。模拟结果表明,立井工作面距煤层的垂直距离为7 m时,煤层中会形成一个近似于环形的卸压圈,卸压半径为16 m,因此煤层瓦斯压力测试孔的终孔位置应布置在井筒中心线16 m以外的原始地应力区,以保证测压点瓦斯压力不受揭煤井筒卸压区的影响,令测压结果准确可靠,从而更好地预测煤与瓦斯突出区域的危险性。同时,结合立井揭煤工作面的水文地质特征和井筒严重淋水情况,自主研发并应用了瓦斯测压孔"两堵一注"封孔材料及特定的封孔工艺,进一步保障了封孔质量和瓦斯压力测试结果的可靠性。最后,依据测压结束时测压管内的实际水压情况,对测压结果进行修正,并依据实测瓦斯含量,采用间接法对所测得的瓦斯压力进行验证,实测值在反算得到的瓦斯压力值域内,表明此方法有效可行。     

考虑煤体粒度的落煤瓦斯涌出预测模型研究*

为了探究不同煤体粒度对于工作面瓦斯涌出的影响规律,以王家岭煤矿为研究对象,通过现场测试分析采落煤与放落煤的粒度分布,采用数值模拟计算不同粒度煤体的瓦斯涌出特征;并推导采落煤和放落煤的瓦斯涌出预测模型,对模型进行现场应用。研究结果表明:王家岭煤矿采落煤粒度分布范围更广,存在较高比例的微小粒度和大粒度煤体;煤体粒度越小,则瓦斯涌出速度越快。采落煤和放落煤的综合涌出强度均可以用指数函数来描述,模型计算结果与现场实际数据误差在合理范围内。     

凯达煤矿采空区煤自燃极限参数分析*

为更加精准地判定采空区自燃危险区域,对煤自燃极限参数的计算方法进行改进,采用能量守恒微分方程的分析解计算煤自燃所需必要条件的极限值;以内蒙古凯达煤矿为例对该方法进行验证,根据浮煤的物性参数以及采空区环境条件,计算分析46205工作面回风侧采空区煤的自燃危险性;根据采空区漏风条件以及煤自燃所需要的氧浓度值,分析在遗煤较厚的条件下采空区可能发生的煤自燃危险性,划分不同遗煤条件下采空区自燃危险区域。结果表明:采空区实际遗煤厚度无法满足浮煤持续升温的要求,通过分析煤自燃极限参数可知,自然条件下浮煤在升温达到约30 ℃时其温度不再增加,因此不具有自燃危险性。     

Classification technique for danger classes of coal and gas outburst in deep coal mines

In this investigation a new classification technique based on artificial neural network (ANN) and exponent evaluation method (EEM) has been developed to classify the danger classes of coal and gas outburst in deep mines. A weight computing model of mutual affecting factors is derived from backward algorithm of ANN (BA-ANN), which diminishes the influence of factitious factor, the environment factor and the time factor to the weight. The BA-ANN model is used for modeling the correlation between danger class and 12 affecting factors of coal and gas outburst and calculating weights of interconnection factors, which performs very well. In order to classify danger classes in a daily routine, the EEM with the well trained weights which are from BA-ANN, is performed in a deep mine. The case study shows that this new technique is useful to classify danger classes with quick and accurate computation. Moreover, the weight computing model of BA-ANN can be extended to other safety issue in different fields as well.     

我国非煤矿山安全标准与煤矿安全标准比对分析

对208项非煤矿山安全标准和151项煤矿安全标准的初步比对分析表明，我国非煤矿山安全标准平均制修订年限达9．3年，标准老化问题比较突出；煤矿安全标准制修订年限为3．5年，标准制修订比较及时；非煤矿山、煤矿安全标准中的推荐性标准比例分别为53．8％和42．4％；非煤矿山安全标准中强制性标准比例低于煤矿安全标准；非煤矿山安全标准中综合标准、产品标准、技术标准、管理标准比例分别为19．7％、16．4％、19．7％和26．9％，煤矿安全标准中相应标准的比例分别为6．6％、64．9％、62．9％和4．0％，煤矿安全标准的技术性标准、产品标准所占比例高，说明煤矿安全标准体系较非煤矿山安全标准体系完善。     

近距煤层无煤柱协调开采布局研究与应用*

为了解决老母矿近距煤层的开采难题,通过理论分析并利用FLAC 3D数值模拟软件进行模拟,分析出煤层前后推进150 m是最合理的步距，侧向采动支撑压力在15~50 m内存在影响。基于这些理论数据，确定回采巷道的合理位置,进而确定以内错距离范围为30~60 m的内错式布置方式布置巷道和无煤柱协调开采布局，并进行井下工程应用。最后把无煤柱协调开采布局与双巷掘进开采布局对比，得出无煤柱协调开采布局的先进性和优势，研究结果可为同类条件下的工程应用提供借鉴。