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瓦斯抽采下沿空留巷采空區(qū)遺煤自燃危險(xiǎn)識(shí)別研究*

     作者:杜海剛1,2  李龍飛2  褚廷湘2

    (1.六盤水師范學(xué)院,貴州省六盤水市,553004;

    2.河南理工大學(xué)安全科學(xué)與工程學(xué)院,河南省焦作市,454003)

    摘  要  針對(duì)瓦斯抽采下沿空留巷采空區(qū)遺煤自燃問題,以試驗(yàn)礦24208工作面為研究

 背景,采用UDEC4.0和Fluent進(jìn)行數(shù)值模擬,識(shí)別了工作面回采過程中頂?shù)装辶严栋l(fā)育形 成機(jī)制及演化規(guī)律,分析了風(fēng)量對(duì)采空區(qū)流場(chǎng)及風(fēng)排瓦斯的擾動(dòng)關(guān)系,采用示蹤氣體實(shí)測(cè)了工作面立體空間的漏風(fēng)去向及漏風(fēng)比例。結(jié)果表明:當(dāng)工作面推至65 m時(shí)覆巖層達(dá)最大程 度卸壓,垂直裂隙發(fā)育高度最大達(dá)25 m,有效滿足瓦斯抽采;采空區(qū)的漏風(fēng)去向:工作面一采空區(qū)一壓埋管鉆孔、工作面一采空區(qū)一沿空留巷、工作面  采空區(qū)一鄰近層高位鉆孔;隨風(fēng)量的增加,采空區(qū)氧化帶寬度不斷擴(kuò)大且向深部靠攏,下邊界整體后移,上隅角瓦濃 度逐漸下降。

    關(guān)鍵詞  瓦斯抽采  沿空留巷  煤自燃  數(shù)值模擬  示蹤氣體

    中圖分類號(hào)  TD752.2    文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼  A

    Study on the identification of gob coal spontaneous combustion hazard under

    gob-side entry retaining and gob gas drainage

    Du Haigang1,2 , li Longfei2 , Chu Tingxiang2

    (1. Liupanshui Normal University, Iiupanshui, Guizhou 553004, China;

    2. College of Safety Science and Engineering of Henan Polytechnic University,

    Jiaozuo, Henan 454003, China)

    Abstract  For the gob coal spontaneous combustion problem under gob-side entry retaining andgob gas drainage, formation mechanism and evolution law of roof and floor fracture in the process of 24208 working face of test mine mining were identified by UDEC4. 0 and Fluent software for numerical simulation.  The influence of air volume and gob air flow field and the gas drainage by ventilation was an- alyzed.  The flow trace and volume of air leakage of the stereo space of working face were measured by u-sing tracer gas. The results show that overburclen stratum achieves the maximum range pressure relief when the working face advancing t0 65 m and vertical fracture maximum height reaches 25 m, which ef-fectively meet the gas drainage; the passage of gob air leakage as follows: working face-gob-buried hole for gas drainage and working face-gob-gob side entry retaining and working face-gob-adjacent layer high hole; the gob oxidation zone width expands and draws close to the deep and the down boundary integral moves to backward with the increase of the air volume, and then the gas concentration in return corner is gradually decline.

      Key words  gas drainage, gob-side entry retaining, coal spontaneous combustion, numerical simulation, tracer gas

    沿空留巷具備提高煤炭資源回收率、減少巷道掘進(jìn)、緩解礦井采掘接替、有效解決隅角瓦斯積聚超限的優(yōu)點(diǎn)而在部分礦井中得到應(yīng)用。但是沿空留巷經(jīng)歷兩次采動(dòng)影響,特別是本工作面回采后原巖應(yīng)力與強(qiáng)采動(dòng)應(yīng)力疊加,導(dǎo)致巷道圍巖變形,且沿空留巷充填墻因承壓易破碎而形成漏風(fēng)通道,對(duì)具備煤自燃的工作面采空區(qū)增加了漏風(fēng)來(lái)源。袁亮通過對(duì)首采關(guān)鍵層留巷采空區(qū)邊緣巖體結(jié)構(gòu)變形破壞和裂隙演化規(guī)律的分析,揭示了采動(dòng)影響區(qū)內(nèi)頂板巖層裂隙的動(dòng)態(tài)演化及采空區(qū)側(cè)豎向裂隙發(fā)育區(qū)的形成規(guī)律;周保精等研究了留巷頂板與充填體相互作用機(jī)理、充填體一圍巖協(xié)調(diào)變形機(jī)理、軟介質(zhì)接頂充填體應(yīng)力均布效果以及軟介質(zhì)接頂充填體和冒落矸石膠結(jié)固化充填體的穩(wěn)定性,同時(shí),確定了合理的巷旁充填寬度;趙兵文等研究Y型通風(fēng)下煤與瓦斯共采技術(shù),比較了U型和Y型通風(fēng)條件下瓦斯的運(yùn)移規(guī)律;郭厚洋等分析了Y型沿空留巷的三帶分布規(guī)律,同時(shí)研究了有無(wú)瓦斯抽采條件下的三帶分布特征,并提出綜合防治措施。綜上,沿空留巷在工作面滯后開采影響下,巷道圍巖的變形很大,其頂板下位巖層在不同時(shí)期會(huì)受到來(lái)自不同方向上力的擾動(dòng)作用,這種擾動(dòng)作用既具有反復(fù)性,又具有多次性,每一次擾動(dòng)都會(huì)造成巖層內(nèi)部節(jié)理裂隙的變化,因此會(huì)進(jìn)一步破壞下位巖層的完整性,從而造成頂板破碎。隨著工作面開采深度的增加,上區(qū)段回采后,采空側(cè)上覆巖體斷裂,沿空留巷易造成覆巖破碎,形成大量豎向裂隙,沿空留巷外側(cè)應(yīng)力集中,上部巖層壓縮膨脹形成橫向裂隙,而沿空留巷外側(cè)與回風(fēng)相連,可見若內(nèi)外壓差不平衡,易形成漏風(fēng),這對(duì)具有自然發(fā)火的煤層開采是不利的。鑒于此,以試驗(yàn)礦24208工作面為研究背景,通過識(shí)別工作面回采過程中頂?shù)装辶严栋l(fā)育形成機(jī)制及演化規(guī)律,實(shí)測(cè)立體區(qū)域漏風(fēng)走向,

    分析風(fēng)量對(duì)采空區(qū)氧氣濃度場(chǎng)、漏風(fēng)流速場(chǎng)以及風(fēng)排瓦斯效果的擾動(dòng)關(guān)系,對(duì)于煤自燃防治提供基礎(chǔ)參數(shù)及研究思路是十分有必要的。

    1  工作面概況

    24208工作面開采4#煤層,東面為北回、北膠、北軌大巷;南面為24207采空區(qū),采空區(qū)在傾向上距離24208軌道巷45 m;西面為未開掘區(qū);北面為22201采空區(qū),其垂直投影距離24208帶式輸送機(jī)巷60 m。24208工作面走向長(zhǎng)1563 m,傾斜長(zhǎng)260 m。4 #煤層平均傾角為40,平均厚度為4.3 m,瓦斯含量10. 89 m3/t,具有突出危險(xiǎn)性和爆炸性,爆炸指數(shù)21%~30%,其垂直上方10 m處是3 #自燃煤層,垂直上方15 m處是2 #自燃煤層。24208工作面回采過程中.由于3 #煤層位于頂板裂隙帶較低層位,其有可能垮落于下部采空區(qū)中,增加了4 #煤層采空區(qū)遺煤量。為安全回采24208工作面,在24208回風(fēng)巷距切眼20 m處開始布置第1組高位鉆場(chǎng),在距第1組鉆場(chǎng)間距100 m布置第2組鉆場(chǎng),每組鉆場(chǎng)布置5個(gè)鉆孔,鉆孔間距為0.5 m,鉆孔終孔端間距20 m,鉆孔終孔端控制在8~12倍采高,每組鉆孔連接充填施工過程中引出的瓦斯管路。沿空留巷工作面采空區(qū)瓦斯抽采管路布置如圖1所示。

    2  煤巖裂隙發(fā)育誘導(dǎo)漏風(fēng)通道形成機(jī)制

    針對(duì)24208工作面的巷道布置及煤巖賦存條件,為了掌握頂?shù)装辶严栋l(fā)育形成機(jī)制及應(yīng)力變化特征,利用UDEC4.O軟件數(shù)值模擬煤巖裂隙發(fā)育隨推進(jìn)距離的變化規(guī)律。

    24208工作面煤層為近水平煤層,工作面基本頂?shù)某醮慰迓洳骄酁?5 m左右,因此設(shè)計(jì)24208工作面的開采寬度為25 m(方案1)和45 m(方案2);為了研究裂隙分布隨工作面推進(jìn)的演化規(guī)律,同時(shí)由于周期來(lái)壓步距為14 m,模擬工作面推進(jìn)兩個(gè)周期來(lái)壓后的裂隙分布情況,因此設(shè)計(jì)24208工作面的開采寬度為65 m(方案3);為了模擬出24208工作面充分壓實(shí)后的裂隙分布情況,設(shè)計(jì)24208工作面的開采寬度為100 m(方案4)。

    2.1  裂隙發(fā)育特征

    模擬結(jié)果表明:工作面推進(jìn)25 m時(shí).4 #煤層直接頂隨著開采空間的擴(kuò)大而垮落,直接頂上方基本頂圍巖強(qiáng)度大,破壞較輕,巖層下沉不同步,各個(gè)層間產(chǎn)生層間裂隙,同時(shí)受采動(dòng)影響,直接底發(fā)生底鼓,且開采空間小,底板受到兩側(cè)煤體超前壓力變形大,底鼓量達(dá)到50 mm左右,產(chǎn)生層間和豎向裂隙,裂隙貫通厚度達(dá)煤層下方4m,頂、底板裂隙發(fā)育特征如圖2所示。

    圖2中橫坐標(biāo)代表工作面走向,縱坐標(biāo)代表覆巖垂向;當(dāng)工作面推至45 m時(shí),采空區(qū)基本頂巖及上部巖層發(fā)生剪切破壞,上覆巖層出現(xiàn)大范圍移動(dòng),基本頂發(fā)生垮落,冒落帶高度達(dá)煤層上方22 m左右,基本頂附近巖層隨之發(fā)生拉伸破壞,頂板裂隙發(fā)育較大,上覆巖層產(chǎn)生豎向、層間裂隙,另外,采空區(qū)底板發(fā)生變形,最大壓縮變形發(fā)生在切眼外側(cè)10 m和工作面前方10 m附近,變形范圍在上述方向達(dá)到25 m左右,在切眼內(nèi)側(cè)10 m和工作面后方采空區(qū)10 m附近處產(chǎn)生最大底鼓變形;當(dāng)工作面繼續(xù)推進(jìn)至100 m過程中,直接頂自行冒落,上位巖層和底板巖層在主應(yīng)力和剪應(yīng)力的作用下,不斷地發(fā)生破壞運(yùn)動(dòng),且隨著離層和豎向裂隙的不斷發(fā)展,垂直裂隙發(fā)育高度達(dá)到25 m左右,隨著工作面的移動(dòng),在垂直方向上覆巖豎向裂隙發(fā)育較穩(wěn)定。

    2.2  覆巖應(yīng)力變化特征

    模擬結(jié)果表明:隨著工作面推進(jìn),覆巖應(yīng)力卸壓區(qū)域在采空區(qū)上、下方發(fā)展。當(dāng)開采到25 m左右時(shí),見圖3 (a)(圖中橫坐標(biāo)代表工作面走向,縱坐標(biāo)代表覆巖垂向),采空區(qū)上方2#煤層和3 #煤層之間受采動(dòng)影響,煤層應(yīng)力為4 MPa左右,為原始應(yīng)力的1/3,卸壓范圍較小,距離4#煤層底板Sm的5 #煤層同樣受采動(dòng)影響,采空區(qū)垂直方向上垂直應(yīng)力為4 MPa,卸壓范圍小,卸壓程度比較低,3 #煤層和5#煤層基本沒有卸壓;當(dāng)工作面推進(jìn)至45 m時(shí),工作面前方和切眼外側(cè)附近煤巖應(yīng)力集中,應(yīng)力最大值達(dá)到14 MPa,應(yīng)力影響范圍約為20 m,同時(shí)在工作面后方采空區(qū)側(cè)和切眼內(nèi)側(cè)約10 m范圍應(yīng)力降低,而采空區(qū)中間區(qū)域圍巖應(yīng)力有所恢復(fù),最大應(yīng)力值為10 MPa,但仍為卸壓區(qū);當(dāng)推進(jìn)65 m時(shí),4 #煤層上方22 m左右垂直應(yīng)力進(jìn)一步降低,約為4 MPa,為其原始應(yīng)力的1/3,且卸壓充分,5 #煤層垂直應(yīng)力值約為6 MPa,為原巖應(yīng)力值的1/2,卸壓程度進(jìn)一步增大,同時(shí)5 #煤層和2#煤層卸壓范圍擴(kuò)大;當(dāng)推進(jìn)100 m時(shí),見圖3(b),采空區(qū)中部的覆巖重新趨于壓實(shí),位于采空區(qū)中部煤巖垂直應(yīng)力已基本恢復(fù)至原巖應(yīng)力,但在采空區(qū)兩側(cè)仍各保持一個(gè)卸壓區(qū),因而在采空區(qū)四周形成一個(gè)垂直應(yīng)力降低區(qū),對(duì)應(yīng)采動(dòng)裂隙O形圈理論,且由模擬可知,沿走向任一點(diǎn),在工作面采過65 m左右時(shí)達(dá)最大程度卸壓,當(dāng)工作面采過100 m后趨于重新壓實(shí),上鄰近層層位在22 m左右裂隙充分發(fā)育。而通過經(jīng)驗(yàn)公式計(jì)算出,24208采空區(qū)頂板圍巖導(dǎo)氣帶高度為27. 2~38.4 m,表明模擬結(jié)果可信,即隨工作面的推進(jìn),頂?shù)装辶严栋l(fā)育充分,能夠有效滿足瓦斯抽采,提供漏風(fēng)通道及漏風(fēng)動(dòng)力。

    2.3  工作面漏風(fēng)“源匯”定量分析

    采空區(qū)瓦斯抽采主要通過高位鉆孔和裂隙帶鉆孔及沿空留巷壓埋管抽采相配合的立體瓦斯抽采技術(shù)方式。然而,沿空留巷充填墻因承壓易破碎而形成漏風(fēng)通道,再加上充填墻體上方埋管負(fù)壓抽采,極易造成漏風(fēng)向采空區(qū)深部流動(dòng),增大工作面采空區(qū)漏風(fēng);高位鉆孔抽采條件下,采空區(qū)負(fù)壓增大,工作面漏風(fēng)風(fēng)流有可能在高位鉆孔負(fù)壓抽采動(dòng)力作用下,通過采空區(qū)上覆裂隙通道,進(jìn)入裂隙帶高位鉆孔,可見,采空區(qū)上覆煤巖裂隙發(fā)育及卸壓,形成大量煤巖裂隙,加上抽采負(fù)壓,就會(huì)形成工作面    采空區(qū)一鄰近層/沿空留巷抽采斷口的橫向及縱向漏風(fēng)通道及漏風(fēng)動(dòng)力。同時(shí),覆巖層冒落的不 規(guī)則性對(duì)于具有自燃傾向的煤層來(lái)說,瓦斯抽采及 裂隙發(fā)育對(duì)采空區(qū)浮煤自然發(fā)火提供了氧化動(dòng)力基礎(chǔ)及松散條件,對(duì)于礦井防滅火十分不利。根據(jù)數(shù)值模擬分析,隨工作面距離的不斷推進(jìn),頂板覆巖 得到不同程度的卸壓,最大垂直裂隙發(fā)育高度達(dá)到 25 m,且垂直應(yīng)力和圍巖應(yīng)力都呈規(guī)律性變化,說明在煤巖采動(dòng)過程中,裂隙發(fā)育給工作面提供了漏風(fēng)通道。為了確定工作面的漏風(fēng)去向,對(duì)工作面進(jìn)行合理布點(diǎn),采用SF6示蹤氣體連續(xù)釋放進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)。監(jiān)測(cè)發(fā)現(xiàn):工作面漏入采空區(qū)風(fēng)量為506 m3/min,根據(jù)質(zhì)量守恒定律,采空區(qū)漏風(fēng)量與采空區(qū)瓦斯涌出量之和為525.25m3/min。沿空留巷流出風(fēng)量347 m3/min。通過工作面“源匯”關(guān)系和質(zhì)量守恒定律計(jì)算出工作面采空區(qū)漏風(fēng)損失為178. 25 m3/min。在24208立體瓦斯抽采中,高位鉆孔抽采混合量為60 m3/min,沿空留埋管抽采混合量為108. 95  m3/min。工作面采空區(qū)漏風(fēng)去向?yàn)椋翰煽諈^(qū)漏風(fēng)風(fēng)量66. 1%經(jīng)沿空留巷充填墻流入沿空留巷側(cè),進(jìn)入回風(fēng)系統(tǒng);20. 7%從壓埋管抽走;11. 4%通過采空區(qū)上覆裂隙進(jìn)入高位鉆孔抽采系統(tǒng),1.8%漏風(fēng)風(fēng)量進(jìn)入鄰近采空區(qū)其他位置。漏風(fēng)風(fēng)流流動(dòng)路徑為:工作面一采空區(qū)一壓埋管鉆孔;工作面一采空區(qū)一沿空留巷;工作面一采空區(qū)一鄰近層高位鉆孔。

    3  瓦斯抽采下采空區(qū)流場(chǎng)特征分析

    為有效地防治在瓦斯抽采下的遺煤自燃,本文建立數(shù)值模型,分析工作面風(fēng)量對(duì)采空區(qū)的流場(chǎng)及風(fēng)排瓦斯的擾動(dòng)效應(yīng),為風(fēng)量調(diào)節(jié)與煤自燃防治提供合理的技術(shù)參數(shù)。

    以現(xiàn)場(chǎng)測(cè)定的數(shù)據(jù)作基礎(chǔ),構(gòu)建數(shù)值模型,模擬了風(fēng)量1200 m3/min、1600m3/min、2000 m3/min、2400 m3/min時(shí)采空區(qū)漏風(fēng)流速場(chǎng)、氧氣濃度場(chǎng)及風(fēng)排瓦斯情況。

    3.1  漏風(fēng)速度場(chǎng)擾動(dòng)分析

    模擬結(jié)果表明:當(dāng)進(jìn)風(fēng)量在1200 m3/min時(shí),采空區(qū)回風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域上限邊緣滯后工作面36.1 m,采空區(qū)進(jìn)風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域及中部易氧化區(qū)域上限邊緣滯后工作面7.2 m;采空區(qū)回風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域下限邊緣滯后工作面291 m(291 m的位置是沿空留巷模擬的第一個(gè)插管抽采的位置),采空區(qū)進(jìn)風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域下限邊緣滯后工作面18.1 m,中部易氧化區(qū)域下限邊緣滯后工作面45.2 m,靠近回風(fēng)側(cè);以采空區(qū)漏風(fēng)速度上下邊界的空間位置來(lái)看,進(jìn)風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域?qū)挒?0.9m,采空區(qū)中部易氧化區(qū)域?qū)挾冗_(dá)38 m,采空區(qū)回風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域?yàn)楣ぷ髅鏈?6.1 m以里空間。隨著風(fēng)量增加,采空區(qū)易氧化區(qū)域不斷擴(kuò)大,采空區(qū)易氧化區(qū)域的下邊界整體后移,采空區(qū)易氧化區(qū)域向采空區(qū)深部靠攏,從漏風(fēng)風(fēng)速來(lái)看,進(jìn)風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域?qū)挾取⒉煽諈^(qū)中部易氧化區(qū)域?qū)挾、回風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域?qū)挾入S風(fēng)量增加逐漸增大。

    3.2氧氣濃度場(chǎng)擾動(dòng)分析

    模擬結(jié)果表明:進(jìn)風(fēng)量在1200 m3/min時(shí),在模擬采空區(qū)300 m范圍內(nèi),采空區(qū)最低氧氣濃 度為9. 45%,沿空留巷側(cè)插管抽采區(qū)域氧氣濃度 在14. 7%~18. 9%范圍內(nèi)波動(dòng),高位鉆孔控制區(qū) 域氧氣濃度在9. 45%~14.7%范圍內(nèi)波動(dòng)。采空 區(qū)漏風(fēng)嚴(yán)重,易氧化區(qū)域范圍大,采空區(qū)回風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域上限邊緣滯后工作面95.7 m,采空區(qū)進(jìn)風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域上限邊緣滯后工作面78.3 m,中部易氧化區(qū)域上限邊緣滯后工作面69.6 m;采空區(qū)回風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域下限邊緣滯后工作面300 m,采空區(qū)進(jìn)風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域下限邊緣滯后工作面243.6 m,中部易氧化區(qū)域下限邊緣滯后工作面 280 m;從適宜遺煤自燃的氧氣濃度范圍及采空區(qū) 氧氣濃度上下邊界的空間位置來(lái)看,進(jìn)風(fēng)側(cè)易氧化 區(qū)域?qū)挾冗_(dá)165.3 m,采空區(qū)中部易氧化區(qū)域?qū)挾冗_(dá)210.4 m,采空區(qū)回風(fēng)側(cè)易氧化區(qū)域?yàn)楣ぷ髅鏈?5.7 m以里空間;受高位鉆孔抽采及沿空留巷插管影響,回風(fēng)側(cè)氧化區(qū)域不連續(xù),在高位鉆孔影響區(qū)域出現(xiàn)不易自燃區(qū),而與之鄰近區(qū)域氧氣濃度 滿足自燃發(fā)生的需要。隨著風(fēng)量增加,受抽采影響不連續(xù)區(qū)域范圍逐漸變小最終呈現(xiàn)連續(xù),但采空區(qū)易氧化區(qū)域的邊界整體后移,采空區(qū)易氧化區(qū)域向 采空區(qū)深部靠攏。

    通過模擬可知,在不同風(fēng)量及高位鉆孔抽采、沿空留巷插管抽采下,采空區(qū)氧氣濃度變化差異較大,采空區(qū)易氧化區(qū)域的分布受風(fēng)量及抽采擾動(dòng)較大,易氧化區(qū)域處于采空區(qū)深部。從模擬的結(jié)果可得,風(fēng)量在1200 m3/min時(shí)易氧化區(qū)域滯后工作面的最小距離為69.6 m氧氣濃度下邊界在回風(fēng)側(cè)充斥整個(gè)流場(chǎng)邊界;風(fēng)量在1600 m3/min時(shí)易氧化區(qū)域滯后工作面的最小距離為118 m,氧氣濃度下邊界在回風(fēng)側(cè)充斥整個(gè)流場(chǎng)邊界;風(fēng)量在2000 m3/min時(shí)易氧化區(qū)域滯后工作面的最小距離為137.7 m,氧氣濃度下邊界在回風(fēng)側(cè)充斥整個(gè)流場(chǎng)邊界;風(fēng)量在2400 m3/min時(shí)易氧化區(qū)域滯后工作面的最小距離為159.1 m,氧氣濃度下邊界在回風(fēng)側(cè)充斥整個(gè)流場(chǎng)邊界。

    3.3風(fēng)排瓦斯擾動(dòng)分析

    通過對(duì)不同風(fēng)量下回風(fēng)巷急聯(lián)絡(luò)巷瓦斯?jié)舛葦_動(dòng)模擬可知,當(dāng)風(fēng)量為1200 m 3/min時(shí),回風(fēng)巷(軸線)瓦斯?jié)舛葹?. 74%,回風(fēng)聯(lián)絡(luò)巷隅角瓦斯?jié)舛葹?. 32%,隨風(fēng)量的增加,兩個(gè)區(qū)域瓦斯?jié)舛榷枷陆,但回風(fēng)巷的瓦斯?jié)舛认陆递^大,表明在保持采空區(qū)抽采的情況下,隨著風(fēng)量的增加,風(fēng)排瓦斯?jié)舛葏^(qū)域降低,在1200~2400m3/min風(fēng)量下風(fēng)排瓦斯相對(duì)安全,但在生產(chǎn)過程中仍需重視回風(fēng)聯(lián)絡(luò)巷隅角的瓦斯積聚。

    4  結(jié)論

    本文采用數(shù)值模擬與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè),識(shí)別了工作面推進(jìn)過程中頂?shù)装甯矌r裂隙發(fā)育和垂直應(yīng)力變化特征,定性分析了采空區(qū)的漏風(fēng)通道和定量分析了漏風(fēng)去向比例,分析了風(fēng)量對(duì)漏風(fēng)速度場(chǎng)、氧氣濃度場(chǎng)、風(fēng)排瓦斯的擾動(dòng)效應(yīng),為礦井煤自燃防治措施的實(shí)施提供了技術(shù)參考,避免單一角度識(shí)別采空區(qū)遺煤自燃危險(xiǎn)的局限與不足。

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