防控高温煤岩裂隙的膏体泡沫研制及应用

煤岩裂隙漏风导致的煤自燃火灾严重危害矿井安全生产,在现有防治煤炭自燃材料的基础上,以聚丙烯酰胺（A）、复合表面活性剂（B）、混合粉体（C）为原材料研制了一种防控高温煤岩裂隙的膏体泡沫。采用正交试验法以保水率、发泡倍数、阻化率为指标优选出了最佳的膏体泡沫配方为A4B4C4:A为70 g/L,B为19.5 g/L,C为270 g/L。对膏体泡沫进行了微观形态表征,并从泡孔尺寸大小及分布、液膜颗粒分布、液膜载体吸水等方面对膏体泡沫的保水、吸热和受热稳定机制进行了分析。最后以南方某煤矿复采工作面煤自燃发火为例,分析和判定了302工作面火区分布,采用钻孔压注膏体对火区高温煤岩裂隙进行控制,3d后工作面1-5#钻孔、三石门密闭处CO浓度从520 ppm,465 ppm,523 ppm,305 ppm,289 ppm,750 ppm下降到22 ppm,18 ppm,23 ppm,14 ppm,14 ppm,36 ppm。     

水泥基泡沫形成机理及抑制煤堆自燃试验研究

煤炭开采面临煤自然发火等灾害的严重威胁,在分析现有防灭火技术特征的基础上,制备了1种水泥基泡沫材料。探讨了水泥基泡沫形成机理,包括水基泡沫与浆液扰流混合发泡,表面活性剂增加颗粒疏水性及颗粒稳定泡沫液膜,液膜中水泥、粉煤灰颗粒水化反应及促凝剂加速凝结固化。搭建了小型抑制煤堆自燃试验平台,开展了煤堆自燃温升变化及黄泥浆、无机凝胶、阻化泡沫、水泥基泡沫等防灭火介质降温效果试验,结果表明:水泥基泡沫具有向上堆积的能力,能对高温煤颗粒进行覆盖、包裹,并具有较好的热稳定性,总体降温性能最佳;压注后,监测时间0~900 s内,径向距离为0.1,0.2,0.3,0.4,0.5 m处温度分别从376.98,376.00,374.38,372.14,369.27 ℃下降到21,26,29,35,42 ℃。     

地下煤火回风裂隙火风压分布实验研究

利用煤田露头火区模拟实验装置,通过对煤火燃烧过程中出风裂隙内气体温度的监测,发现裂隙内气体的温度沿裂缝逐渐降低并成指数衰减分布。通过分析得到火区裂隙温度的分布方程并计算得到了裂隙内火风压分布方程,得出煤田火区火风压的影响因素主要有自燃煤层温度、自燃深度和裂隙倾角。     

煤低温氧化阶段指标气体产生规律

为得出阿戛煤矿煤炭低温自燃气体产生的规律,更好地为井下防灭火措施提供救灾决策依据,通过模拟实验系统进行了煤的程序升温实验,分析了煤自燃过程中各种气体的产生特征,确定了阿戛煤矿九煤层的煤自燃指标气体。研究结果表明,随煤温的升高,CO表现出较为明显的规律性,能够很好地表征煤的自燃氧化过程,温度达到160℃时,C2H4浓度会突然增大,随着温度升高其浓度增加的幅度逐渐增大,且不受环境的影响,可以将CO,C2H4作为煤炭自燃氧化的主要指标气体,同时,CH4、C2H6、C2H4/C2H6值、ΔCO/ΔO2值、O2可作为煤炭自燃辅助预警指标。     

综放采空区瓦斯与煤自燃多场耦合模拟研究

为了分析瓦斯与煤自燃多场耦合致灾特性,结合瓦斯抽采引起的采空区混合气体流动、气体组分渗流与采空区渗透率变化、固气两相热量传输等多物理过程,建立了基于综放采空区高位钻孔瓦斯抽采的热-流-化多场耦合数学模型,采用COMSOL软件模拟了综放采空区高位钻孔抽采瓦斯诱导煤自燃过程,阐明了瓦斯与煤自燃多场耦合致灾机理,得到了寸草塔二矿31102综放采空区氧化带范围与高温范围,并探讨了抽采强度对综放采空区氧浓度场与温度场的影响。研究结果表明:高位钻孔抽采瓦斯有效地降低了回风巷瓦斯浓度,保证了31102综放工作面安全高效回采。增大综放采空区高位钻孔抽采瓦斯强度不能保证煤自燃安全性,二者存在矛盾,在得到高效抽采瓦斯的同时,会造成进风侧氧化带宽度增加,采空区氧化带边界向深处蔓延,扩大煤自燃高温区域,漏风携氧充分的参与煤氧复合反应,采空区最高温度逐渐上升,煤自燃风险增大。     

防治煤矿火灾的凝胶泡沫材料制备及其性能研究*

为解决纯水玻璃（WG）凝胶泡沫强度低、泡沫稳定性差易破碎,凝胶固水性差等问题。将保水剂和成膜剂引入WG凝胶泡沫中,对水玻璃凝胶泡沫进行优化设计,最终制备出保水性高、泡沫稳定性高、成膜性好的WG凝胶泡沫。研究结果表明:WG凝胶泡沫材料的最佳复配体系是发泡剂为十二烷基醇醚硫酸酯钠（AES）和十二烷基硫酸钠(SDS)按1∶2比例复配,浓度为0.8%,胶凝剂WG浓度为8%,交联剂NaHCO3浓度为2%,聚丙烯酰胺浓度为0.4%,成膜剂A浓度为1%,保水剂B浓度为0.3%;改性后WG凝胶泡沫具有更加紧密的网状结构,稳定性好,并且具有较好的成膜性,常温下半衰期达40 d;阻化实验表明,100 ℃此凝胶泡沫阻化率高达78.35%,能有效减缓煤的氧化放热速率抑制自燃;煤堆燃烧实验表明,改性后WG凝胶泡沫能有效抑制煤的燃烧,防止煤复燃。     

冲击载荷作用下煤岩孔隙演化特征试验研究

为研究冲击载荷作用下煤岩的孔隙与裂隙演化特征,以贵州马场矿的突出煤岩为研究对象,利用分离式霍普金森压杆(SHPB)试验系统、核磁共振(NMR)试验系统和扫描电镜(SEM)试验系统对不同冲击载荷作用下的煤岩孔隙与裂隙的演化特征进行试验研究,分析煤岩在冲击载荷的作用下的孔隙、裂隙的演化规律与煤岩冲击对煤与瓦斯突出的影响。研究表明:随着冲击气压的增加,煤岩的微小孔峰值信号量与孔径占比先增大后减小,孔隙与裂隙的连通性增强,中大孔峰值孔径占比先减小后增大;马场矿煤样微小孔的孔喉分布占总孔喉的38. 85%～56. 14%,中大孔的孔喉分布占总孔喉的43. 86%～61. 15%;在冲击载荷作用下,煤体中孔隙与裂隙演化是以孔隙扩展、裂隙扩张与延伸和次生裂隙的产生等形式进行的,冲击载荷增强了孔隙与裂隙的连通性,瓦斯的吸附/解吸平衡被打破,瓦斯压力升高,煤体中产生了应力集中和能量积聚,使得煤与瓦斯突出发生的可能大大增加。     

水泥灰三相泡沫的形成机理与稳定性试验研究

针对高硫矿石容易发生氧化自燃的危险,通常的灌浆、注砂、注惰气和喷洒阻化剂等技术还存在一些不足,提出一种以水泥灰为基料的三相泡沫来预防硫化矿石自燃的新技术。该技术是将水泥灰和水按一定的比例混合,同时加入一定比例的发泡剂和稳泡剂后,经物理机械方式发泡形成,集固、液、气三相材料的防灭火性能与一体。理论分析了水泥灰三相泡沫的形成与衰变机理,并通过正交试验,对三相泡沫的发泡倍数与半衰期进行研究,最后采用单因素实验,定量分析灰水质量比,发泡剂和稳泡剂浓度对三相泡沫稳定性能的影响,得到最佳泡沫配方。结果表明:当灰水质量比为1:5,发泡剂浓度为5g/L,稳泡剂浓度为8g/L时,制得的三相泡沫发泡倍数达到6倍,半衰期达到6h以上。     

氯化镁微胶囊泡沫作用机理及阻化效果研究

针对现有硫化矿石自燃防治技术在应用中存在的不足,提出了采用氯化镁微胶囊泡沫防治硫化矿石自燃火灾的新思路。首先阐述了氯化镁微胶囊泡沫的特性与作用机理,然后通过实验,制备了微胶囊与微胶囊泡沫并以正交试验确定了制备微胶囊泡沫的最佳配方:微胶囊与水质量比为1∶5、ABS浓度为6 g/L、稳泡剂X浓度为6 g/L;最后采用对照实验,以温度与阻化率为优选依据,对氯化镁微胶囊泡沫、氯化镁溶液与水三者的阻化效果进行比较。结果表明在氯化镁微胶囊泡沫的作用下,硫化矿石堆的温度上升最慢,阻化率最高,达到81.6%,阻化效果优于其他两种阻化剂。     

公路隧道压缩空气泡沫系统灭油池火实验研究

为研究压缩空气泡沫与4.65 m2汽油池火作用过程中隧道内温度、热辐射强度、高温烟气等的变化规律,采用30 m×6 m×6 m公路隧道实验模型,考察公路隧道压缩空气泡沫系统对油池火的灭火性能。结果表明:在供给强度为5.1 L/(min·m2)、气液比14∶1条件下,公路隧道压缩空气泡沫系统对于汽油池火具有优异的控灭火能力,控火时间为21 s,灭火时间为27 s,且泡沫性能稳定,抗复燃能力强;压缩空气泡沫对于隧道内高温烟气层扰动很小,不会导致高温烟气下降到隧道下部,故不影响人员逃生疏散;在压缩空气泡沫作用下,隧道顶部及侧壁100 ℃以上高温持续时间均不超过150 s,并且可在30 s内将油池火周围的热辐射强度降至安全范围。     

煤自燃灾害气体指标的阶段特征试验研究

为分析煤自燃早期气体指标变化特征规律,更好地解决煤矿现场灭火救灾决策问题,通过煤自燃程序升温试验,首先得到煤样气氛中O2,CO,CO2,CH4,C2H4和C2H6气体的体积分数随温度的变化规律。根据煤体温度,将煤自燃前期划分为5个阶段(潜伏、储热、蒸发、活跃和乏氧)。分析3种不同变质程度的煤样的气体指标在各阶段的变化特征。建立煤自燃气体指标与特征温度阶段区间的对应关系。结果表明:在自燃潜伏阶段,煤的变质程度越低,早期越易产生CO,越难产生CH4;在储热阶段,煤的变质程度越低,早期越易且越快产生C2H6;在蒸发阶段,煤内外在水分脱附,低变质煤的C2H4也随之产生;在活跃阶段,各种气体体积分数均有剧烈增高的趋势,较高变质煤的C2H4也随之产生;在乏氧阶段,O2体积分数低于15%,与O2体积分数相关指标(CO/ΔO2,CO/CO2等)趋势有所改变。     

瓦斯抽采下沿空留巷工作面采空区漏风机制研究

漏风对煤自燃有重要影响,研究漏风形成机制对工作面采空区防火具有重要的作用。针对采空区瓦斯抽采、上覆围岩裂隙发育对采空区漏风影响问题,以沙曲矿沿空留巷综放工作面为研究背景。根据采空区上覆煤岩特性选择经验公式计算采空区裂隙发育高度,分析了沿空留巷侧采空区上覆裂隙发育,现场实测了沿空留巷压埋管及高位钻孔中气体体积分数,并根据实测参数利用数值模拟分析了瓦斯抽采条件下采空区风流流场变化。结果表明:上覆裂隙成为采空区漏风通道,导通距离在27.2~37.2 m;在沿空留巷侧采空区回采距离100m,其氧气体积分数在10%以上,验证了采空区漏风去向;模拟结果显示,沿空留巷侧采空区立体空间范围内氧气体积分数均达到10%以上,模拟结果与实测基本保持一致。最终确定瓦斯抽采条件下沿空留巷的布置及煤岩裂隙发育是形成漏风通道的主要原因。     

放顶煤工作面立体自燃带动态变化特性研究

为探究采空区自燃带动态分布特征,采用理论分析、数值模拟与现场实测相结合的方法,研究空隙、裂隙结构及氧化速率改变对采空区漏风及氧气体积分数分布特征的影响,揭示综采放顶煤自燃带由采空区后部向工作面顶煤动态变化特性.结果表明:受采动应力及上覆岩层垮落滞后影响,顶煤裂隙及采空区空隙结构随暴露时间延长发生改变;支架后方中上部伞檐...     

纳林河二号井3-1煤层指标气体优选试验

在煤自燃过程中,随氧化进程的不同会依次释放出不同的气体,这些气体的出现及释放量能反映煤氧化自燃的程度。为了准确预报纳林河二号井的自燃发火,利用程序升温试验装置和气相色谱仪研究了3-1煤的自燃氧化特性,以及自燃升温过程中产生氧化气体和碳氢类气体随温度的变化规律,分析了φ(C2H4)/φ(C2H6)、φ(C3H8)/φ(C2H6)等烯烷比和链烷比曲线。结果表明:纳林河二号井3-1煤的自燃临界温度约为60℃,干裂临界温度约为105℃;3-1煤在常温下就能产生CO,且产生量与温度呈指数关系;C2H4出现的温度为65℃,在温度高于120℃后气体产生量呈现单调递增趋势。结合指标气体优选一般原则,确定纳林河二号井3-1煤层自燃指标气体应以C2H4与CO为主,以C3H8、φ(C2H4)/φ(C3H8)为辅。     

基于分段拟合的煤自燃指标气体优选研究*

为更加精确地得出煤自燃的临界温度并找出煤自燃各个阶段最优的指标气体,以此提高煤层自燃预测预报的准确性,选取西北某矿2号煤和3号煤典型煤样开展程序升温-气相色谱实验,采用分段直线拟合的方法,得出煤自燃过程中的耗氧速率突变点温度和氧化产物生成量激增点温度,在此基础上采用灰色关联度分析法对煤干裂温度之后的指标气体进行优选。结果表明:2号煤和3号煤的自燃临界温度分别为73.0 ℃和72.1 ℃,干裂温度分别为112.6 ℃和109.8 ℃;CO适用于2种煤样全温度下的预测预报;φ(C2H4)/φ(C2H6)和C2H4是2号煤干裂温度之后较优的预测预报指标气体;φ(C2H4)/φ(C2H6),C2H4和C2H6是3号煤干裂温度之后较优的预测预报指标气体。     

肥煤自燃全过程热动力学特征参数研究

实验测定了林西矿肥煤样品30~900℃煤自燃全过程热动力学特征参数,得出:TG/DTG曲线显示煤样DTG初始临界温度45℃,干裂温度122℃,活性温度195℃,增速温度265℃,质量极大值温度342℃,着火温度465℃,最大热失重速率温度515℃和燃尽温度690℃;DSC曲线显示,煤样初始放热温度60℃、最大热释放速率温度511℃。结合TG-DTG-DSC曲线综合分析可知,煤温达到510℃左右时煤样反应最剧烈。由煤自燃标志气体测定实验系统得出:煤温130℃后CO,CO 2释放量迅速增加,210℃增加速度下降;CH 4,C 2 H 6含量变化具有规律性且两者变化相近;C 2 H 4出现温度为130℃;C 2 H 4/C 2 H 6比值在190~350℃有较强的规律性,呈上升趋势且上升速度较快;350℃之后,CH 4,C 2 H 6,C 2 H 4体积分数均开始急剧增大;C 2 H 4/CO与C 2 H 4/CO 2变化趋势大致相同,在130~350℃时缓慢增长,达到350℃后比值呈指数形式上升。经拟合曲线,得到活化能的3个突变点温度:70,180,220℃,其中180℃与交叉点温度相吻合。通过以上研究,得到了肥煤自燃全过程的热力学特征参数,为实际生产中防治煤自燃提供了理论依据。     

乌达煤矿采空区煤自燃影响因素评价分析

应用层次分析理论,选择影响乌达煤矿采空区煤自然发火的主要因素即煤的自燃倾向性、煤层的赋存条件、开采技术水平等,进行分析计算。依据层次分析法确定了采空区煤自燃各影响因素的权重系数,并对其进行总排序,最后进行综合评定各采空区煤自燃影响因素。评定结果表明:煤自燃倾向性M、煤的硫含量L、回采工作面推进速度g、地质构造d等是影响采空区煤自燃的主要因素。为制定相应的开拓开采方案和有效的防火措施,提供了科学的理论依据和切合实际情况的评价方法。     

十一矿己16-17煤自燃标志气体优选实验研究

为更好地判断平煤矿井工作面煤自燃发展变化情况,降低煤矿内煤自燃火灾发生的概率,在实验室内对平煤十一矿己16-17工作面的煤样进行实验分析.通过运用程序升温实验装置,分析煤低温氧化过程中的气体产物与温度间的关系,得到CO、C2 H4、C2 H6、C3 H8等气体的变化规律,与常温下煤样氧化实验结果对比后,最终选择以CO和C3 H82种气体作为预测十一矿己16-17工作面煤自燃的主要指标气体,C2 H4、C2 H62种气体作为辅助参考指标气体.该研究结果对十一矿煤自燃预测及其治理具有一定指导作用.     

纳米氢氧化铝三相泡沫制备研究*

为更好地解决煤矿采空区煤炭自燃问题,以十二烷基硫酸钠为主体进行发泡剂复配,通过泡沫性能测试实验,研制出高性能发泡剂。以纳米氢氧化铝作为固相颗粒,制备出发泡倍数高、稳定性强的纳米氢氧化铝三相泡沫,使用锥形量热仪研究其高温阻燃能力和消烟性能。实验结果表明:当纳米氢氧化铝的质量分数从0提高到1%时,泡沫体积从500 mL增长至830 mL;当质量分数从3%提高到4%时,泡沫析液半衰期由15 min提升至42 min,且能在完全析液后保留三维网状结构。在高温阻燃和消烟能力方面,纳米氢氧化铝三相泡沫的加入将点燃时间从24 s延长至87 s,持续燃烧时间从835 s缩短至325 s,热释放速率高峰值从97.2 kW/m2降低至49.8 kW/m2,烟气生成速率峰值从0.064 m2/s降低至0.012 m2/s,对CO,CO2释放速率也有一定抑制作用。     

煤岩体巷道壁面钻孔减震吸能性能研究北大核心CSCD

为了掌握瓦斯爆炸冲击载荷在煤岩巷道壁面钻孔下的传播衰减规律,揭示煤岩巷道壁面钻孔减震吸能机理,提高巷道系统的安全稳定性能,基于一维平面应力波理论和节理刚度模型分析了煤矿井下巷道围岩钻孔的减震吸能机理,解释了煤岩壁面钻孔的存在对应力波传递的减弱和阻隔作用。为了深入研究巷道壁面钻孔的减震吸能性能,利用ANSYS/LS-DYNA建立方形巷道模型,模型壁面设置有钻孔,针对巷道右壁面和顶板布置相应监测点,对瓦斯爆炸冲击载荷作用下巷道壁面钻孔的减震吸能性能进行了数值模拟。结果表明:由于介质的非连续性和不同介质之间特性存在差异,煤岩体巷道壁面钻孔有效消减了钻孔后煤岩体质点中波的强度及速度,具有一定的减震吸能作用。研究煤岩巷道壁面钻孔在冲击载荷作用下的减震吸能性能,为研究瓦斯爆炸冲击载荷对巷道系统安全性和稳定性提供依据。