惰化降温耦合作用下的采空区低温CO2注入流量与温度研究

为了更好地使用LCO_2预防采空区煤自燃安全事故,结合宣东二号煤矿Ⅲ3煤层209工作面的实际条件,利用FLUENT数值模拟的方法,分别研究了低温CO_2的不同注入流量与温度对采空区氧化带内最高点温度、氧化带宽度和最大高温区域温度的影响。发现随着注入流量的增大,氧化带宽度与温度先逐渐下降后趋于平缓,注入温度的下降对回风侧高温点影响不大,而能将入风侧采空区最大高温区域温度降低。研究表明,注入流量增大到一定程度后对缩小采空区氧化带宽度的作用变小,而注入温度的下降对回风侧存在高温发火危险的采空区降温效果不佳。     

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。     

煤自燃发火潜伏期不同温度下耗氧特性的研究

为了探究地层温度的升高对采空区自燃倾向性的影响,对处于自燃潜伏期的煤展开耗氧特性和CO释放特性的研究。通过对长平矿3#煤分别进行20~60℃的封闭耗氧实验,得到了自燃潜伏期不同温度下煤的氧浓度以及CO浓度随时间变化的曲线。对氧浓度变化曲线和CO浓度变化曲线进行拟合分析得到了不同温度下煤的氧气消耗和CO生成速度,同时得到了氧浓度衰减系数和CO浓度增长系数。封闭耗氧实验结果表明:从20~60℃氧气消耗速度逐渐增大并且氧浓度衰减系数呈指数增长,CO浓度增长系数也逐渐增大并且同样呈指数增长,煤的窒熄带氧浓度临界值从20~60℃逐渐由16.8%降低到12.4%。为探究不同温度下采空区煤的自燃发火危险性,将封闭耗氧实验结果的参数应用到采空区CFD数值模拟仿真中,模拟得到随着温度升高采空区窒熄带临界氧浓度位置由200 m增长到380 m。结果表明:常温下不易自燃的煤在较高的环境温度下表现出了较强的氧气消耗和CO释放能力,并且采空区自然氧化带随着温度的升高动态变宽,增大了采空区的自燃发火危险性。     

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。     

羊场湾大采高易自燃工作面CO分布规律研究

为探明羊场湾160205工作面上隅角CO体积分数超限明显的原因,沿工作面倾向和走向布置测点,测试早中晚三班开始前的CO体积分数,并在采空区布置束管,对不同位置气体进行取样分析,得出160205工作面CO体积分数分布。结合煤炭开采过程CO的主要来源与煤氧化产生CO的机理,分析得出羊场湾160205工作面CO主要来源。结果表明:CO体积分数沿工作面煤壁到架后采空区方向逐渐升高;采空区深度0～15 m和30～100 m处为高体积分数CO区域;160205工作面CO主要来源为采空区遗煤氧化,其次为顶煤氧化与割煤时煤体破碎产生,采空区深度30～100 m处的CO体积分数较高区域是判定采空区遗煤自燃状况的关键区域。     

高地温矿井采空区煤自燃“三带”划分研究

为了掌握赵家寨煤矿二1煤层采空区自然发火规律,论文以赵家寨煤矿二1煤层12205工作面为研究对象,采用现场测试、理论研究和数值模拟研究相结合的研究方法,研究不同进风量情况下采煤工作面采空区的氧气浓度场,划分了采空区自然发火"三带"。研究结果表明:工作面回风侧开切眼以里0～6m为散热带,6～26m为氧化升温带,大于26m为窒息带,氧化升温带宽度为20m;随着工作面供风量的增加,采空区散热带、氧化升温带、窒息带整体向采空区深部移动,且氧化升温带的范围呈现扩大趋势。研究结果对类似郑州矿区二1煤层的矿井自然发火具有重要指导意义。     

天池矿102综放孤岛工作面控制风量防灭火技术研究

为了防治天池煤矿15#煤层102综放孤岛工作面采空区煤炭自然发火,对工作面实际供风量40.0 m3/s时进行了现场监测,并基于采空区自燃"三带"划分标准和数值模拟的方法,采用流体力学COMSOL计算软件,研究了工作面不同进风量时采空区氧化升温带的变化规律,确定了氧化升温带的范围,并得到了工作面供风量与氧化升温带宽度的拟合曲线。研究结果表明,"U+I"型102工作面采空区自然发火主要是由采空区漏风引起的;氧化升温带宽度随着工作面供风量的增加而增加;现场监测与数值模拟的采空区"三带"变化规律吻合较好;当工作面供风量为40.0m3/s时,既能有效抽排瓦斯,又能有效预防采空区煤炭自然发火。在102综放孤岛工作面的现场实践表明,运用控制风量防灭火技术防治天池煤矿采空区遗煤自燃是可行的。     

半“O”型冒落采空区注CO_2防灭火的数值模拟

为确定采空区注入CO_2防灭火的相关技术参数,研究注CO_2过程中多组分气体浓度场分布、扩散及自燃温度场变化的规律,基于实测数据,建立采空区非均质多孔介质3D数值模型。运用FLUENT软件,解算按半"O"型圈描述冒落岩层碎胀系数分布的数学公式、通用控制方程、遗煤耗氧与放热公式。模拟结果表明:未注入CO_2时,CO_2浓度及O_2浓度随距工作面距离的增加而逐渐降低,采空区最高温度出现在回风侧;注入CO_2时,CO_2浓度随着注入口距工作面距离的增加和注入量的增大而逐步升高,O_2浓度则反之。采空区CO_2注入口的最佳位置在进风侧距工作面20~30 m处,合理注入流量为540~720 m~3/h,此时采空区氧化带最大宽度稳定在64 m,最高温度下降13℃。模拟结果与现场标志气体监测数据相符。     

电厂烟道气预防遗煤自燃的合理含氧量模拟研究

为确定电厂烟道气用于遗煤自燃预防的含氧量参数,以塔山坑口电厂及塔山煤矿8105工作面为原型,建立基于计算流体力学(CFD)和煤氧复合理论的遗煤自燃三维数值模型。采用数值模拟方法,研究多场耦合条件下,含氧量为3%9%的烟道气注入采空区后的运移状态以及氧浓度场和温度场的变化规律。结果表明,注入烟道气能够有效惰化采空区遗煤,随注入烟道气含氧量降低,氧化带最大宽度的减小符合Boltzmann函数曲线,同时,遗煤最高温度呈指数下降趋势。降低烟道气含氧量有助于提升遗煤惰化水平,以实测注氮后采空区氧化带宽度为指标,确定7.08%为烟道气用于预防采空区遗煤自燃的合理含氧量上限。     

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。     

采空区不同瓦斯抽采方法与自燃合理平衡的数值模拟

为了研究和解决西铭矿在生产中由于瓦斯抽采方法的不同可能引起采空区自燃以及瓦斯爆炸等重大安全隐患问题,构建了高位巷、埋管和高低位钻孔瓦斯抽采方法下的非均质多孔介质三维模型。利用非线性渗流定律、通用控制方程和自定义的函数进行解算,结果表明:高位巷、高低位钻孔抽采流量与抽采氧气浓度近似呈正比函数关系,埋管抽采流量与氧化带宽度呈指数函数关系;高位巷、高低位钻孔随着抽采流量的增加抽采效率反而降低,抽采总量增加,埋管抽采位置在距工作面35m处、抽采流量为20m3/min能很好解决上隅角瓦斯超限问题。根据模拟结论:采用立体联合瓦斯抽采方法既能满足抽采要求又能有效控制采空区自燃现象。     

多场耦合作用下瓦斯与煤自燃协同预防数值模拟

为解决某综放面采用顶板巷与上隅角联合抽采方式可能引起的煤自燃及瓦斯爆炸等重大安全隐患问题,采用数值模拟从瓦斯、氧气体积分数分布特点和温度场角度综合分析合理顶板巷位置与抽采流量,为协同预防瓦斯和煤自燃复合灾害提供指导。结果表明:抽采口、上隅角瓦斯体积分数随抽采流量增加而降低;抽采流量100m3/min是影响氧化带宽度变化幅度的拐点;抽采流量对采空区最高温度的影响较大,对高温范围宽度影响较小;综合确定合理顶板巷位置为内错回风巷15 m,合理抽采流量为100~150 m~3/min;现场应用表明该方案既能解决瓦斯超限问题,又能有效控制煤自燃威胁,表明数值模拟具有较好的可靠性。     

CO2注气压力对CH4驱替特性影响实验研究*

为研究CO2驱替CH4过程中注气压力对气体解吸特性的影响,采用自主搭建的驱替实验平台,在0.6,0.8,1.0 MPa不同注气压力下进行驱替实验,研究CO2驱替CH4过程中煤层温度、气体浓度、置换效率和渗透率等变化规律。实验结果表明:提高CO2注气压力可提高CO2置换驱替煤层CH4的效果。随着注气压力增大,CH4累计解吸量增大,CO2突破时间越短,CO2封存量越大,置换效率升高,驱替比下降。注气压力为0.6,0.8,1.0 MPa时,CH4累计解吸量分别为90.2,94.1,97.8 L;CO2封存量分别为19.73,19.92,20.21 mL/g;置换效率由76.9%上升到80.2%再到82.9%,驱替比由3.28下降到3.17再到3.09。注气驱替CH4过程中煤层温度升高,可分为低速升温、高速升温和趋于平缓阶段。煤层温度最高变化量分别为9.4,11.5,12.7 ℃。同一注气压力下,煤层渗透率变化可分为缓慢增长、急剧下降和趋于稳定阶段。     

烟气注入采空区封存的可行性与安全性分析

采用自制的煤大样量吸附实验装置测定了常温常压条件下煤对每种烟道气体成分 的饱和吸附量,并根据电厂烟气流量与工作面配风量的计算对井下注入烟气的安全性进 行了分析。实验数据结果显示,煤是一种多孔性物质,将电厂烟气注入井下采空区,每 吨煤可封存烟气中CO2约1.2 m3, N2约0.26 m3,其中烟气中SO2和NO2可全部被煤样封 存,揭示了利用烟气替代传统N2及CO2预防煤炭自燃的可行性;根据对电厂烟气流量及 回采工作面配风量的计算发现,在假定注入采空区的烟气与煤、岩没有任何吸附的情况 下,按照规定流量注入烟气未造成工作面回风巷中CO2、SO2气体浓度超标,NO2则超出 规定允许最高浓度,因此应对注入井下的烟气进行进一步脱硝处理。     

煤层注热CO2驱替CH4特性实验研究*

为研究注CO2增产煤层气过程中注气温度对煤层渗透特性变化的影响,利用自主研发的CO2置换驱替CH4实验系统,在注气温度为40,50,60 ℃条件下进行CO2置换驱替CH4实验,定量分析置换驱替过程中出口气体流量、孔隙压力以及煤层渗透率等变化规律。研究结果表明:在实验测试的40~60 ℃范围内,提高CO2注入温度有助于产出更多的CH4及封存CO2,CO2注入温度越高,出口混合气体流量和CH4气体流量越大,呈现出先升高后降低并趋于稳定的变化趋势,实验结束时置换体积比分别为2.704,2.741和2.595,注气温度为60 ℃时驱替效果较好,每产出单位体积的CH4注入的CO2量最少;煤层孔隙压力随注气时间呈现先逐渐上升后趋于平稳的变化趋势,逐渐趋近注气压力0.8 MPa;注CO2置换驱替CH4及提高CO2注入温度会降低煤层的渗透性,注气温度恒定时,渗透率随注气时间增加呈现先逐渐降低后趋于平稳的变化规律,注气温度由40 ℃升至60 ℃时,渗透率从0.017 1×10-15 m2下降至0.009 8×10-15 m2,降低幅度为34.50%~42.69%。     

注气条件对CO2置换驱替CH4影响的实验研究*

为研究不同注气压力与注气温度对CO2置换驱替煤层CH4的影响规律,利用Materials Studio分子动力学模拟软件,通过煤体在2元组分混合气体间的竞争吸附量、竞争吸附热及能量分布等变化规律,从微观研究煤吸附CH4与CO2之间的机理,并利用物理实验平台,选用3种高变质程度煤进行注CO2置换驱替CH4实验。结果表明:同一种变质程度煤,随着注气压力或注气温度的增大,置换率呈增长趋势、驱替比呈下降趋势、CO2突破时间变短;相同注气压力与注气温度时煤的变质程度越高,置换效率越大、驱替比越小、CO2突破时间越长。并且注气压力对于CO2置换驱替CH4的效果要优于注气温度。