防控高温煤岩裂隙的膏体泡沫研制及应用北大核心CSCD

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,465ppm,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。     

矿井防灭火技术现状及研究进展

评述了国内外常用防灭火技术的现状,并分析了常用技术的主要优缺点;列举防灭火技术的最新研究进展,包括粉煤灰固化泡沫技术、三相泡沫技术、悬浮山砂的稠化剂技术等;介绍新技术的特点及应用情况。在防治矿井煤炭自燃的过程中,由于煤自燃特点及矿井的实际条件,单一的手段难以起到完全理想的效果,往往是多种防灭火技术综合作用的结果。     

高位巷瓦斯抽采下采空区自燃危险性数值分析及应用

针对大流量高位巷瓦斯抽采可能诱发采空区自燃问题,以南山矿18层5分段综放面为研究背景,构建采空区气体渗流分析模型。利用变渗透系数和Forchheimer方程,求解非线性流与层流并存下采空区三维氧气分布。结果表明:高位巷瓦斯抽采使工作面氧气更易沿漏风方向采空区纵深发展,氧化带总体宽度会随抽放流量的提高而增加。在进风侧氧气分布后移程度较小,而回风侧受抽放负压显著影响,出现明显氧气富集区。上下隅角封堵配合注氮,会降低抽放对氧气渗入的诱导影响。依据研究结论,利用综合防火措施消除了高位巷附近潜在的自燃危险。     

煤炭自然发火事故树分析及预防

为了有效地控制煤炭自然发火,减少矿井火灾的发生,依据系统工程的原理,结合煤炭自燃的条件建立了煤炭自然发火事故树,求解得出了事故树最小径集,利用最小径集得出了各基本事件的结构重要度,从而定性分别对砌碹巷道煤炭自然发火事故、采空区(报废采区)遗煤自然发火事故、采空区(生产采区)遗煤自然发火事故、报废巷道与停工停风独头巷道煤炭自然发火事故进行了分析,得出了引起煤炭自然发火的主要原因,并针对其提出了防治煤炭自然发火的预防措施。     

高瓦斯矿井孤岛综放采空区遗煤自燃综合防治技术

针对国阳二矿高瓦斯自燃煤层综放开采的实际情况,分析了"U+Ⅱ"型孤岛综放面采空区遗煤自燃特点及危险性。利用单元法对孤岛面的漏风状况进行了实测,并通过数值模拟分析了综放采空区内的漏风流场,根据采空区自燃"三带"的渗流风速确定了可能自燃带的范围,表明采空区漏风是"U+Ⅱ"型孤岛综放面采空区遗煤自燃的主要危险因素。在此基础上,结合实际情况系统地制定了以有效控制采空区漏风和重点发火区域注胶为主的综合防灭火技术措施,为有效控制综放采空区遗煤自燃,实现矿井高产高效、安全生产提供技术保障。实践表明,运用控制工作面风量与高抽巷负压、均压堵漏、压注胶体防灭火材料及加快工作面推进速度等综合防灭火技术防治高瓦斯矿井"U+Ⅱ"型孤岛综放面采空区遗煤自燃是可行的。     

复合动力灾害条件下孤岛工作面区段煤柱宽度留设研究

孤岛工作面覆岩空间结构复杂多变,受开采和地质等因素的影响在开采过程中面临冲击地压、煤与瓦斯突出、自燃发火以及采空区突水等复合动力灾害。留设合理宽度的区段煤柱是确保工作面安全开采的关键,以陕西某矿特厚煤层孤岛工作面开采为工程案例,通过分析工作面覆岩空间结构,理论计算了工作面应力分布;采用应力动态监测等方法确定了该工作采空区侧向覆岩运动,并综合考虑冲击地压灾害防治、次生灾害控制以及巷道支护等因素,确定了该工作面区段煤柱的合理宽度为5~7 m。     

极限平衡区顶煤自燃三维非均质动态数值模拟

为探究极限平衡区内顶煤自燃规律,利用Fluent软件对顶煤自燃进行数值模拟研究。通过对顶煤移动变形及自燃特点的分析,确定顶煤自燃过程的模拟为三维非均质动态模拟,并建立数学模型,给出相关参数及边界条件的确定方法。以恒大矿某工作面为例,对其顶煤的自燃过程进行数值模拟,并分析工作面风量及煤体耗氧速度与自然发火期之间的关系。结果表明:对计算区域进行模拟所得到的速度场、氧浓度场及温度场与现场观测结果及理论结果比较吻合;工作面风量对煤体自然发火期影响较小,而对高温区域中心点位置影响较大;煤体耗氧速率与自然发火期近似成负指数函数关系。     

晋牛矿1303综放面采空区注氮方案研究及数值模拟

为了合理设计采空区注氮防灭火方案，以晋牛煤矿1303综放工作面为研究对象，通过在采空区进、回风侧布置束管监测系统，连续测定采空区气体浓度变化，划分采空区自燃“三带”分布区域,并基于采空区自燃“三带”划分标准和数值模拟的方法，利用流体力学COMSOL计算软件，研究不同注氮量、注氮位置下采空区氧化自燃带的分布规律。研究结果表明:注氮量和注氮位置参数的变化，对氧化自燃带上界限的影响并不显著，而对氧化自燃带的下界限影响比较显著；最合适的注氮位置应该在距离切顶线30 m左右，运用Origin软件得出注氮量与氧化自燃带宽度呈指数关系，由拟合式计算出最优注氮量为386 m3/h，此时氧化自燃带的宽度为31.5 m。     

高瓦斯沿空留巷采空区自燃危险区域数值模拟

为了掌握高瓦斯沿空留巷采空区遗煤自燃危险区域分布规律,指导工作面防灭火工作。采用数值模拟的方法,以首次采用沿空留巷技术的乌兰矿工作面为实例,模拟分析采空区漏风及氧化带三维分布规律。使用单因素分析法,分别模拟高位钻孔、上隅角埋管及地面钻孔抽采对采空区氧气浓度分布的影响。结果表明:多种瓦斯抽采措施下,工作面及沿空留巷均向采空区漏风,导致氧化带范围扩大,但不同抽采措施导致氧化带扩大的程度不同,高位钻孔抽采最弱,上隅角瓦斯抽采次之,地面钻孔抽采最强。沿空留巷附近及上覆采空区供氧时间长,自然发火危险性高。     

基于AHP和扩展集对理论的采空区遗煤自燃危险性评价研究

采空区遗煤自燃严重威胁着煤矿的安全生产,因此为了提前采取有针对性的防范措施,有必要进行遗煤自燃危险性评价。采用层次分析法确定各评价指标的权重,根据集对分析法的基本原理结合采空区遗煤自燃的具体情况,对集对理论进行了扩展,并重新构建了基于确定不确定信息的分析模型。将该模型应用于新集二矿210610工作面,评价结果表明该模型分析过程合理、置信度高,为采空区遗煤自燃危险性评价提供了一种新的方法,同时也为煤矿有针对性的采取安全防范措施提供了参考。