空气湿度对煤自燃特性影响的试验研究

为研究空气湿度对煤自燃特性的影响,运用程序升温试验台,在不同环境湿度条件下,对黄陵2号矿4#煤层煤样进行程序升温,分析不同温度下的气体成分,计算煤样在不同温度和湿度条件下的耗氧速率、CO和CO_2产生率,以及煤氧化的表观活化能。结果表明:与在干燥的空气中氧化相比,煤在加湿空气中的耗氧速率、CO和CO_2产生率升高,活化能降低,表明加湿有利于煤自燃;随空气湿度增加,煤体的耗氧速率、cO和CO_2产生率先升高后降低,活化能先降低后增加,表明存在一个最容易使煤氧化自燃的临界空气湿度;黄陵2号矿4#煤层煤样的临界相对湿度为25%左右。     

易自燃大采高工作面采空区注二氧化碳自燃区域分布规律研究

为了防治易自燃大采高工作面自然发火,采取采空区注二氧化碳抑制遗煤氧化自燃。通过数值模拟与束管监测相结合的方法,研究了采空区注二氧化碳前后的自燃区域分布规律。数值模拟结果表明,采空区进风侧自燃带最宽,更容易发生煤自燃,注二氧化碳后自燃区域显著减小。其中,压注口距工作面20 m时,采空区中部和回风侧自燃区域分别减小68 m和65 m;距工作面40 m时,采空区进风侧、中部和回风侧自燃区域分别减小50 m、50 m和61 m;距工作面60 m时,采空区进风侧自燃区域减小82 m。模拟结果和现场观测结果一致,证明了注二氧化碳可显著减小自燃危险性区域。     

空气相对湿度对煤自燃特性的影响研究

为研究空气相对湿度对煤自燃特性的影响,运用自制空气湿度控制装置和程序升温试验台,通入湿度不同的空气,对砚石台矿煤样进行程序升温,测定不同温度下所产生气体的浓度,分析耗氧速率、CO和CO2产生率、放热强度以及自燃极限参数的变化规律。试验结果表明:低温氧化前期,煤体的耗氧速率、放热强度和CO产生率与空气相对湿度成正比。随着反应的进行,85%或32%的湿度均会对耗氧速率、放热强度和CO产生率产生一定的抑制作用;CO2产生率随空气相对湿度的增大先升高后降低,最小浮煤厚度和下限氧浓度随空气相对湿度的增大先减小后增大,上限漏风强度先增大后减小。增大空气相对湿度对煤低温氧化前期有促进作用,其自燃环境条件更易被满足,自燃危险性升高。     

基于封闭耗氧试验的采空区自燃危险性研究

为准确判断雁南矿采空区遗煤的自燃危险程度,提出由封闭耗氧试验测定所需的窒熄(临界)氧气体积分数(12％)、最短自然发火期(47 d).利用雁南矿I0130101综放工作面束管收集的气体实测数据,采用氧气体积分数法确定该工作面采空区的自燃氧化带宽度.鉴于由实测数据无法确定采空区内连续的氧气体积分数分布,对现场工作面风速、压差和采空区氧气体积分数等实测数据进行分析计算,建立此工作面的物理模型,考虑重力和上行通风对采空区流场的影响,采空区冒落介质非均匀且按照"O"形分布,利用Fluent软件对雁南矿I0130101综放工作面采空区的流场进行数值模拟.将仿真与实测的采空区氧气体积分数的分布进行对比验证,最终得到采空区自燃氧化带的最大宽度为122 m,判断当前推进速度(5 m/d)下该工作面采空区自燃的可能性低.矿上长期生产结果验证了利用封闭耗氧试验判断采空区自燃危险性的准确性.     

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。     

不同粒径易自燃煤常温氧化实验研究*

为探究易自燃煤在常温条件下的氧化特性,自行设计煤常温封闭氧化实验装置,采用实验研究与回归分析2种方法,分析易自燃煤发生氧化反应的气体变化过程,探究3种粒径煤样在20 ℃有限空间内的耗氧与产气特征。结果表明:易自燃煤样在16 d常温封闭氧化过程中,容器内O2体积浓度呈指数衰减、CO和CO2体积浓度呈指数增长的变化规律;在0.06~0.83 mm范围内,粒径越大,易自燃煤耗氧速率越大,CO和CO2产生速率则先增大后减小;介于中间的粒径为0.13~0.25 mm易自燃煤氧化反应最强烈,更容易发生氧化。研究结果对揭示生产环境温度下煤粒粒径对煤自燃的影响有一定的意义。     

复合粒径松散煤体自燃过程的试验研究

为了研究复合粒径对松散煤体自燃的影响,利用自制试验装置对复合粒径松散煤体进行了绝热低温氧化试验。采用破碎机制出粒径分别为1~3 mm、3~5 mm、5~7 mm、7~9 mm、9~11 mm及11~13 mm的6种基础煤样。依据基础煤样进行煤炭自燃试验,试验共分为三大组:第一组为各基础煤样的单独氧化试验;第二组为某两基础煤样按1∶1、1∶2、1∶3、2∶1和3∶1比例混合制成复合煤样的氧化试验;第三组为基础煤样1与其他各基础煤样分别按1∶1混合制成复合煤样的氧化试验。在试验过程中,对煤样的温度及试验装置出口氧气体积分数进行监测,得到了各类煤样温度及氧气体积分数的变化规律。研究结果表明:总体上,随煤样加权粒径的增加,煤样的平均氧化升温速率和在同一温度下的耗氧速率减小,耗氧及温升拐点出现的温度也逐渐升高;复合煤样的氧化升温过程受其比表面积和孔隙率的共同影响,当加权粒径小于6.35 mm时,孔隙率的影响较大,当加权粒径大于6.53 mm时,比表面积的影响较大;复合煤样加权粒径越小,各粒径煤样间的相互影响越强;复合煤样中各煤样间的粒径差距越大,煤样间的相互影响越弱。     

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空场形成自由扩散漏风;随冒落煤岩体暴露时间增加,耗氧速率增大,顶煤裂隙结构发育,采空区垮落空间上移,中下部内部空隙结构下降,导致自燃带范围由采空区后部向综采支架顶煤范围扩展。     

不同孔隙率对采空区自燃的影响规律研究

为探究煤矿采空区在不同孔隙率条件下对煤自燃环境的影响,基于多孔介质渗流特性的相关理论,以煤矿综采工作面为原型建立了U型通风采空区三维模型和渗流数学模型,利用Fluent软件对采空区以不同的孔隙率大小和分布方式进行数值模拟计算,从而得到采空区的漏风和氧气浓度的分布状态,以及氧化带的位置变化情况,进而研究不同孔隙率对采空区煤自燃环境的影响规律。研究表明:采空区漏风主要源于工作面下隅角处,进入采空区的漏风量大小与采空区的孔隙率有关。孔隙率越大,靠近工作面的漏风流速越大,氧气浓度越高,而深入采空区,孔隙率大小对采空区漏风影响越小,氧化带随着孔隙率的增大不断向采空区深部移入;孔隙率分布方式对采空区漏风速度的影响较大,且距离工作面越近影响越大,采空区深部则差别不大。     

浅埋近距离煤层内错布置采空区自燃危险区域研究

浅埋近距离煤层内错布置开采下部煤层时,地表裂隙易与复合采空区相互贯通,造成地表漏风,使采空区,特别是上部老采空自燃危险区域的分布难以预测。针对此问题,以酸刺沟煤矿6上109工作面至地表空间为研究对象,在漏风测定及束管监测的基础上,建立地表与复合采空区漏风模型,借助FLUENT数值模拟软件,研究地表漏风对复合采空区自燃危险区域的影响。研究表明,地表漏风最终汇入下部采空区回风侧,加大了其自燃危险区域范围;漏风流在向回风侧偏移的过程中,由于煤柱的阻挡,风速逐渐降低,与下部漏入的风流共同作用,使上部老采空区形成了氧浓度中间低四周高的不规则环状自燃危险区域;下部采空区进风侧向上的漏风增加了本煤层采空区的总漏风量,加大了其自燃危险区域宽度,同时增加了上部老采空区局部氧浓度,使其自燃危险性增大。     

易自燃厚煤层工作面自然发火CO预测及防治

为了有效预防遗煤自燃,深入研究自然发火初期的CO预测技术。基于回风隅角CO源的理论模型,以Gambit建立相似二维采场模型,数值模拟了采空区自燃“三带”范围,并采用现场束管监测手段对结果进行了验证。利用程序升温实验获得了不同温度段回风隅角CO的极限指标,并与现场实测值对比分析,进而预判采空区遗煤发火程度,为制定有针对性的防治措施提供理论指导。研究结果表明:CO作为低温氧化阶段预测指标对预防遗煤自燃具有重要作用。     

工作面动态推进下采空区煤自燃分布特征模拟

为了研究动态推进过程中工作面推进距离对采空区煤自燃分布特征的影响,采取及时有效的煤自燃防治措施,以13210综放面为工程背景,基于采空区渗透率分布公式和传热传质控制方程,建立采空区煤自燃数值解算模型。利用COMSOL软件模拟了工作面不同推进距离下以流速和氧体积分数为划分指标的采空区氧化带范围和高温区域的变化规律,分析了高温区域与氧化带的叠加效应。通过现场实测与模拟结果比对,验证了模拟的准确性。研究结果表明:采空区渗透率随着工作面推进距离的增加而不断变化,近工作面端渗透率变化不大,而中深部采空区的渗透率不断减小;采空区氧化带分布随工作面推进距离的增加呈现阶段性变化特征,推进初期氧化带范围不断变化,推进后期氧化带范围趋于稳定;采空区氧化带分布与高温区域重叠深度随工作面推进不断增加,最终稳定于工作面后方60~70 m范围内。     

高瓦斯易自燃工作面高抽巷瓦斯抽采与采空区遗煤自燃相互影响研究

为了实现瓦斯与煤自燃两大灾害的联合防治,首先对布置高抽巷条件下瓦斯与遗煤自燃多因素相互影响关系进行了理论分析和归纳总结。结合淮南潘二煤矿11223高瓦斯易自燃工作面,建立了带有高抽巷的物理模型,利用UDF编译了本煤层与邻近层瓦斯涌出源项、采空区三维孔隙率和低温条件下煤氧化反应氧气消耗速率。在此基础上,分析了高抽巷布置参数和抽采参数以及工作面风量对高抽巷瓦斯抽采效果和采空区自燃带分布相互影响的规律。结果表明,当工作面风量为2 000 m3/min,高抽巷布置在顶板上方40 m时,高抽巷瓦斯抽采浓度和纯量分别达32.3%和29.07 m3/min,占总瓦斯涌出量的69.71%,同时能满足实际防火的要求。研究结果可为类似条件下高抽巷最佳施工与抽采参数提供借鉴。     

基于偏序集的采空区煤自燃可能性评价模型

为了解决采空区煤自燃可能性评价方法中的赋权争议问题,基于偏序集理论,提出了偏序集评价模型。阐明评价指标并确定其等级划分准则,运用偏序集评价模型得到Hasse图,通过Hasse图展现的层集信息判别采空区煤自燃的危险程度。利用该模型对某煤矿17个煤样的自燃情况进行了判别,评价结果准确合理。研究结果表明:该模型避免了以往研究中的赋权争议问题,克服了样本量不足致使模型无法应用的问题,其评价结果置信度高。     

氧化煤自燃特性实验研究

为解决大柳塔煤矿活鸡兔井12下208综放工作面采空区存在大量氧化煤的遗煤自燃预测问题,对原煤及不同程度的氧化煤进行程序升温实验,分析研究低温氧化特性的变化规律,根据灰色理论对自燃标志气体进行优选。结果表明:原煤与氧化煤的临界温度与干裂温度相差不明显,分别在40~50 ℃与110~120 ℃之间;根据临界温度、干裂温度及其指数增长点将煤低温氧化过程分为缓慢自热（50~＜90 ℃）、加速自热（90~＜120 ℃）、热解裂变（120~＜160 ℃）和热解加速（160~＜200 ℃）4个阶段。在缓慢自热阶段以G2（0.01~＜0.039）和R1（0.001 5~＜0.007 7）为指标;在加速自热阶段以R1（0.007 7~＜0.019 5）和G3(0.000 9～＜0.003 7)为指标;在热解裂变阶段以烯烷比（0~＜0.484）和G3（0.003 7~＜0.037 4）为指标;在热解加速阶段以R1（0.046 8~＜0.072 6）和烯烷比（0.484~＜0.992）为指标气体。实验结果对采空区遗煤的自燃防治具有一定的指导作用。     

不同煤层煤氧化自燃性实验分析

为研究不同煤层煤自然发火特征的异同性及规律,以淮南矿区1号、3号、6号、13号煤层为研究对象,通过自然发火实验,对不同煤层煤的自然发火期周期、煤样70℃时放热强度和R70值进行分析。研究结果表明:4个不同煤层煤样自燃性由强到弱依次为:3煤>6煤>1煤>13煤;变质程度相近的4个煤层,3煤自然发火期最短,这与煤体中硫分和水分含量高有关;13煤变质程度较高,且前期放热强度、耗氧速率增长缓慢,其自燃性较弱;4个不同煤层煤的耗氧速率、CO,CO2产生率,以及C2H4/C2H6值随煤温升高具有相似的变化规律;煤中CH4气体大量解吸出现于煤温60℃之前,煤中灰分在80~120℃开始逐渐吸热融化,解析和融化均会抑制煤氧接触并且减小煤氧反应放热总量。