综采工作面采空区注氮防灭火技术模拟研究.pdf

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收稿日期2020􀆽 04􀆽 02 作者简介马建鹏1982 - ꎬ男ꎬ山西孝义人ꎬ工程师ꎬ从事矿井“一通三防”技术及管理工作ꎮ doi10. 3969/ j. issn. 1005 -2798. 2020. 08. 003 综采工作面采空区注氮防灭火技术模拟研究 马建鹏 汾西矿业集团公司 曙光煤矿ꎬ山西 孝义 032300 摘 要为使综采工作面采空区注氮技术在曙光煤矿取得良好的防灭火效果ꎬ以 1226 工作面为背景ꎬ根据 采空区自燃“三带”的分布规律确定注氮孔的合理位置ꎬ利用 FLUENT 软件模拟采空区氧浓度分布规律ꎬ分 析不同注氮量对于采空区自燃“三带”的影响ꎬ确定 1226 工作面最佳注氮量为 20 m3/ minꎮ 研究成果对于 指导采空区自然发火的防治具有重要意义ꎮ 关键词采空区ꎻ注氮ꎻ数值模拟ꎻ自燃三带 中图分类号TD752. 2 文献标识码A 文章编号1005􀆽 2798202008􀆽 0008􀆽 03 Nitrogen Injection Fire Prevention and Extinguishing Technology on Goaf of Fully Mechanized Face MA Jian􀆽 peng Shuguang Coal Mine of Fenxi Mining GroupꎬXiaoyi 032300ꎬChina AbstractIn order to make nitrogen injection technology in goaf of fully mechanized mining face obtain good effect of preventing and ex ̄ tinguishing fire in Shuguang Coal Mineꎬtaking 1226 working face as backgroundꎬthe reasonable location of nitrogen injection hole is de ̄ termined according to the distribution law of “three zones“ of spontaneous combustion in goafꎬ based on the simulation of oxygen con ̄ centration distribution in goaf by fluent softwareꎬthe influence of different nitrogen injection rates on spontaneous combustion “ three zones“ in goaf is analyzedꎬand the optimum nitrogen injection rate in 1226 working face is determined to be 20 m3/ min. The research results are of great significance to guide the prevention and control of spontaneous combustion in goaf. Key wordsgoafꎻnitrogen injectionꎻnumerical simulationꎻthree zones of spontaneous combustion 1 工程概况 汾西矿业集团曙光煤矿主采 2 号、3 号煤层ꎬ生 产规模 90 万 t/ aꎮ 根据矿井采掘衔接部署ꎬ2020 年 进行1226 工作面的回采ꎬ1226 工作面采用切顶卸压 沿空成巷无煤柱开采方式ꎬ开采山西组 2 号煤层ꎬ煤 层平均厚度 2. 85 mꎬ经山西省煤炭工业厅综合测试 中心鉴定ꎬ2 号煤层吸氧量为 0. 57 0. 70 cm3/ gꎮ 自燃倾向性等级为Ⅱ类ꎬ属自燃煤层ꎬ最短自然发火 期天数为 86 dꎮ 根据瓦斯等级鉴定结果ꎬ矿井绝对 瓦斯涌出量为 14. 59 m3/ minꎬ为预防 1226 综采工作 面生产期间采空区自燃ꎬ需加强 1226 内因及外因火 灾预防ꎮ 根据曙光煤矿的现状ꎬ综采工作面防灭火 手段为利用束管监测系统监测、人工检测、采空区 注氮系统为主ꎬ喷洒阻化剂及黄泥灌浆为辅的防灭 火措施ꎮ 为使采空区注氮取得更好的防灭火效果ꎬ 对采空区注氮相关参数进行研究ꎬ以期为采空区遗 煤自燃发火的防治措施提供可靠依据ꎮ 2 建立数值模拟模型 采用 Fluent 软件进行采空区注氮模拟分析ꎬ模 型尺寸根据曙光煤矿 1226 工作面的实际情况建立ꎬ 模型 Y 轴方向为工作面长度方向ꎬ1226 工作面走向 长度为 176 mꎬ设计模型 Y 轴方向长度为 200 mꎬ工 作面推进方向为 X 轴方向ꎬ模型总长度为 305 mꎬ其 中工作面宽度为 5. 0 mꎬ采空区长度为 300 mꎬ模型 高度为煤层厚度、冒落带和裂隙带的厚度之和ꎬ冒落 带计算公式[1 -2] hm= h/ Kp-1cosα1 式中hm为冒落带高度ꎬmꎻh 为工作面采高ꎬmꎻ Kp为顶板岩层碎胀系数ꎻα 为煤层倾角ꎬꎮ 裂隙带高度计算公式 8 试试验验研研究究 总第 252 期 hl=100h/ ah + b c2 式中hl为裂隙带高度ꎬmꎻa、b、c 为相关参数分 别为 3. 1、5. 0、4. 0ꎮ 1226 工作面采高 2. 85 mꎬ顶板岩层碎胀系数为 1.25ꎬ煤层倾角为 2ꎬ由式1、2计算可得冒落带 高度为 11. 4 mꎬ裂隙带高度为 16. 83 24. 83 mꎬ由 此可知裂隙带最大高度为 25 mꎬ最终确定模型高度 为28 mꎮ 模型坐标原点选在工作面、采空区及进风 巷的交点处ꎬ进风巷设置为速度入口ꎬ总进风量为 2 400 m3/ minꎬ注氮口为速度入口ꎬ采空区为多孔介 质ꎬ孔隙率和粘性阻力系数通过 UDF 函数导入ꎬ三 维数值模型如图 1 所示ꎮ 图 1 三维数值模型示意 3 最佳注氮量模拟研究 进行注氮量模拟分析时需首先确定注氮孔的位 置ꎮ 注氮孔的位置对于防灭火的效果非常关键ꎬ主 要需要确定注氮孔与工作面的垂直距离ꎬ注氮孔距 离工作面过近时ꎬ将导致大量氮气扩散至工作面ꎬ随 着工作面风流排出ꎬ无法起到稀释采空区氧气浓度 的作用ꎬ造成资源大量浪费ꎻ注氮孔深入采空区过深 时ꎬ氮气大多注入窒息带ꎬ同样造成资源浪费ꎮ 根据 1226 工作面现场实测数据得到采空区三带范围为 回风巷侧散热带0 25 mꎬ氧化带25 45 mꎬ窒息 带45 m 以上ꎻ进风巷侧散热带 0 55 mꎬ氧化带 55 90 mꎬ窒息带90 m 以上ꎬ结合采空区注氮防灭 火的原理ꎬ设计注氮孔位于进风巷一侧ꎬ深入采空区 70 mꎬ与进风巷水平距离为 20 mꎬ注氮孔距底板 2 mꎬ模型网格划分如图 2 所示ꎮ 图 2 模型网格划分及注氮孔位置示意 注氮量是最重要的注氮参数ꎬ直接决定着注氮 效果ꎮ 注氮量太小因达不到惰化采空区气体的目的 而起不到防火的作用ꎬ注氮量太大造成经济上的浪 费ꎮ 注氮量主要取决于被注地点的氧化空间大小、 裂隙情况、漏风量大小以及气体组分等[3 -4]ꎮ 按采空 区氧化带氧含量计算ꎬ实质是将采空区氧化带内的原 始氧含量降到防火惰化指标以下ꎬ计算公式为[3] QN=60 QV k[C1- C2] / CN2+ C2-13 式中QN为注氮流量ꎬm3/ hꎻk 为备用系数ꎬ取 1. 1ꎻQV为采空区氧化带的漏风量ꎬ根据经验氧化带 漏风量取 8 m3/ minꎻC1为采空区氧化带内原始氧含 量ꎬ选 15%ꎻC2为注氮防火惰化指标ꎬ取 7%ꎻCN2为 注入氮气中的氮气纯度ꎬ取 97%ꎮ 通过 式 3 计 算 可 得ꎬ QN= 1 056 m3/ h = 17. 6 m3/ minꎬ为进一步确定 1226 工作面采空区最 佳注氮量ꎬ结合理论计算结果ꎬ对注氮量分别为 10 m3/ min、15 m3/ min、20 m3/ min、25 m3/ min 条件 下的注氮效果进行模拟分析ꎬ注氮口坐标为XꎬYꎬ Z = 70ꎬ20ꎬ2ꎬ得到不同注氮量条件下采空区氧 气浓度分布ꎬ如图 3 所示ꎮ 图 3 不同注氮量条件下采空区氧气浓度变化云图Z =2 根据图 3 所示的模拟结果ꎬ参考相关的研究成 果[4 -5]ꎬ将采空区氧气浓度低于 5%的区域划分为窒 息带ꎬ氧气浓度为 5% 18% 的区域为氧化带ꎬ氧气 浓度 18% 以上为散热带ꎬ依据“三带”划分情况ꎬ分 别统计采空区靠近进风侧、中部、靠近回风侧散热带 和氧化带的宽度ꎬ整理得到三带宽度随着注氮量的 变化规律如图 4 所示ꎮ 9 2020 年 8 月 马建鹏综采工作面采空区注氮防灭火技术模拟研究 第 29 卷第 8 期 图 4 采空区散热带和氧化带宽度与注氮量的变化关系 由图3、图4 可以看出ꎬ随着注氮量的增加ꎬ采空 区内氧气浓度明显减小ꎬ窒息带的覆盖范围逐渐增 大ꎬ散热带的覆盖范围逐渐减小ꎬ进风侧氧化带的宽 度明显减小ꎬ工作面中部和回风侧氧化带的宽度出 现小幅度的增大ꎮ 注氮量由 10 m3/ min 增大至 20 m3/ min期间ꎬ注氮孔附近氧气浓度显著降低ꎬ散 热带范围明显减小ꎬ进风侧氧化带宽度明显减小ꎬ采 空区发生自燃发火的概率降低ꎻ注氮量由20 m3/ min 增大至25 m3/ minꎬ采空区氧气浓度分布云图无明显 变化ꎬ且散热带宽度明显增大ꎬ回风侧和工作面中部 氧化带宽度出现轻微增大ꎬ且进风侧氧化带宽度的 减小幅度明显减小ꎬ注氮效果比注氮量为20 m3/ min 条件下差ꎮ 综上可知ꎬ1226 工作面采空区最佳注氮 量为 20 m3/ minꎮ 4 结 语 根据曙光煤矿 1226 工作面具体的地质条件ꎬ理 论分析确定采空区注氮孔的合理位置ꎬ设计注氮孔 位于进风巷一侧ꎬ深入采空区 70 mꎬ与进风巷水平 距离为 20 mꎬ注氮孔距底板 2 mꎻ理论计算了采空区 合理注氮量为17. 6 m3/ minꎬ采用 Fluent 软件建立三 维模型ꎬ分析不同注氮量条件下采空区散热带和氧 化带的变化规律ꎬ综合考虑经济效益和惰化效率后 得出最佳的注氮量为 20 m3/ minꎮ 研究结果为 1226 工作面采空区注氮防灭火防治措施的制定提供可靠 依据ꎮ 参考文献 [1] 师吉林ꎬ赵 凯ꎬ赵 斌ꎬ等. 近直立煤层短壁综放工作 面采空区注氮流量与自燃“三带”分布关系[J]. 煤矿 安全ꎬ2019ꎬ503196 -199. [2] 王月红ꎬ吴 怡ꎬ张九零ꎬ等. 采空区注氮防灭火技术工 艺参数研究[J]. 矿业研究与开发ꎬ2019ꎬ39296 - 101. [3] 王月红ꎬ吴 怡ꎬ张九零ꎬ等. 采空区注氮软件模拟及开 发研究[J]. 煤矿开采ꎬ2018ꎬ2366 -11ꎬ64. [4] 赵文金. 采空区自燃三带防治方案设计与实施效果分 析[J]. 煤炭与化工ꎬ2018ꎬ416126 -128. [5] 毕 猛. 王家岭煤矿 18101 工作面采空区防灭火技术 研究[J]. 山西煤炭ꎬ2018ꎬ38347 -48. [责任编辑路 方] 􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎􀥎 上接第 7 页 图 5 吊挂锚索木垛搭接示意 2 在回采至联络巷前一定距离ꎬ在联络巷内 打设多排帮部锚杆ꎬ在锚杆外露端套嵌钢管或通过 两端焊接螺母的连接件链接短锚杆ꎬ在钢管上安置 钢槽作为木垛托架ꎬ在托架上搭设木垛与联络巷顶 板接顶ꎮ 支护设计如图 6、图 7 所示ꎮ 回采时ꎬ工作面沿煤层底板回采ꎬ回采至联络巷 位置时ꎬ支架稍降前移至木垛下方ꎬ然后再升紧支架 通过木垛与联络巷顶板接顶ꎮ 4 工业性试验 结合古城煤矿现场地质条件以及现有设备ꎬ最 终选定在联络巷补打顶锚索ꎬN1305 辅助运输巷将 液压支架的逼帮板搭接到超前架棚的钢梁上进行护 顶ꎮ 在工作面回采过联络巷时采用搭设木垛接顶的 方法ꎬ回采至联络巷位置时ꎬ支架稍降前移至木垛下 方ꎬ然后再升紧支架通过木垛与联络巷顶板接顶ꎬ最 终安全顺利通过了空巷ꎬ实现了工作面安全回采ꎮ 图 6 帮部锚杆外接钢管搭设木垛mm 下转第 75 页 01 2020 年 8 月 马建鹏综采工作面采空区注氮防灭火技术模拟研究 第 29 卷第 8 期
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