采空区通风空间的空气动力学分析

采空区通风空间的空气动力学分析

1采空区瓦斯和其他有害气体溢出量对于开采具有高装甲压力、高装甲含量和高李自成倾向的矿山，特别是地质构造和地层勘探条件复杂的情况，在采矿过程中，留下的大部分煤炭受到房间温度和氧气的影响，导致大量有害气体。开采瓦斯压力高、瓦斯含量大、自燃倾向性严重的煤层群时,邻近煤层瓦斯和其他有害气体也将通过首先开采的回采面的采空区涌出,而导致开采层正在生产的回采面瓦斯和其他有害气体涌出量增大,极易造成瓦斯积聚及浓度超限,甚至达到爆炸浓度范围。同时由于采空区瓦斯和其他有害气体涌出量大,导致采场供风量增加,随之而来的是采空区内漏风范围与漏风风量的增加,给采空区内造成良好的供氧条件,促使采空区内的遗煤快速氧化,遗煤发生自燃而产生高温火源,加剧有害气体的生成,又引起采场瓦斯爆炸,引发惨重的人员伤亡和经济损失巨大的灾害。因此,在这类煤矿要有效地防止采场瓦斯爆炸,在有效地杜绝高温火源产生的同时,关键的是必须防止瓦斯和其他有害气体大量涌出和瓦斯积聚现象的发生。研究表明,我国绝大多数矿井,随着开采深度的增加,煤层中瓦斯压力和瓦斯含量也随之增加,导致采掘面及矿井瓦斯和其他有害气体涌出量增加,而加大采面的供风量与采面风速,必然促使回采工作面采空区漏风量增加,增大了采空区内的煤炭自燃及引发瓦斯爆炸的危险性。近年来,煤矿井下采场瓦斯爆炸和采空区自燃事故增多,灾害程度增大,其发展趋势严重的根本原因,在于缺乏对井下有害气体有效控制技术。为降低采场瓦斯和其他有害气体涌出量,国内外研究和实验了许多方法,当条件允许时,预抽煤层瓦斯是最佳的方法。但该法的致命缺点是工程投入很大,并常常受到地质条件的影响,导致许多中小型煤矿和开采低透气煤层的矿井无法实施。2减少开采区域中的砖瓦钻孔方法和研究2.1采面东南角采空区在对矿井瓦斯含量和涌出量及涌出来源分布的分析研究后可知,煤矿井下回采工作面的瓦斯和有害气体涌出量划分为以下3个主要的来源:1)采面上、下煤层风巷及采面煤壁的瓦斯和有害气体涌出;2)采面落煤时的瓦斯和有害气体涌出;3)采面后方采空区内的瓦斯和有害气体涌出。当矿井开采的煤层数目、性质、煤层的瓦斯含量、开采层厚度、采高、与邻近层及围岩的关系确定后,仍存在着有效控制瓦斯涌量和其他有害气体的技术难点:1)采面上、下煤层风巷及采面煤壁的瓦斯和有害气体涌出量,主要取决于采面上、下煤层风巷及采面煤壁的长度和暴露时间,一般地很难采用措施控制或降低;2)采面落煤时的瓦斯和有害气体涌出量,则主要取决于落煤的速度和深度,其受到生产进度和产量的限制与要求,也很难控制或降低;3)采面后方采空区内的瓦斯涌出量和其他有害气体生成量,主要取决于采面后方采空区内的面积、温度和漏风状态。因此,要设法控制和降低采场的瓦斯涌出量和其他有害气体生成量,就有必要研究采面后方采空区内的漏风状态及分布。2.2采空区内的漏风场以空气动力学观点,对采空区漏风通道的分布与风流规律进行分析研究,可以将回采面与其后相随的采空区看成是一个充满流动气体的复杂空间,其以采空区切顶线为界,可分成两个大的组成部分。一部分是沿切顶线前包括采面进、回风巷等用于进行生产活动的空间,称为通风空间,其风流是有组织的。另一部分是沿切顶线后充满了充填物或陷落岩石的采空区空间,称为漏风空间,其风流是非组织性的。由于两空间相互敝开,又紧紧相邻,两者间也不可避免地存在着风流联系。只要采面上、下两端存在着风压差,采面即有风流通过,而带动相邻的采空区陷落岩石的孔隙与裂隙中的气体流动,且距采面愈近的采空区的气体流动速度愈接近采面的风流速度。由于不同的开采地质条件,采空区内陷落的岩石堆积状态和压实程度不同,其形成的孔隙率和裂隙的形状大小及连通性都是各不同的。但在采空区内原进、回巷及开切眼等靠煤壁处,由于煤壁的支撑,回采放顶后,冒落的矸石往往较难将其充填压实,而在采空区内形成漏风通道,构成采空区中、深部区域的漏风源、汇。当采面的通风断面确定时,采空区的漏风范围与漏风量取决于回采面的斜长与采面的风速即采面的供风量。对于缓倾斜煤层回采工作面(见图1),当认为采场坐标Z方向风压变化可以忽略不计时,描述采空区内气体流动问题的拉普拉斯方程可记作:∂2H∂X2+∂2H∂Y2=0∂2Η∂X2+∂2Η∂Y2=0式中,H——采场通风的风压值,Pa;X,Y——采空区长、宽坐标,m;利用第二边界条件(风量边界条件),经电子计算机模拟解算拉普拉斯方程可知,采空区内的漏风流路线、风量及范围如图2所示。即采空区内的漏风量与漏风范围取决于回采面的斜长和风速。2.3采面采准巷道从以上计算机模拟解算结果得知,要降低采空区内的漏风范围和漏风量,有两类方法可以试验研究:一是缩短采面斜长L,但对于现场井下,缩短采面斜长L,则意味着要增加许多回采巷道,增加许多掘进费用。此外,当矿井布署计划已确定或已布置好采面及采准巷道,再去改变或增加巷道,既经济上不合理,时间上也不允许。二是降低采面风速V0。要降低采面风速V0,又有两种方法,或扩大采场断面积,或减少采场供风量。显然,扩大采面断面积提高采面生产成本,又增加采面的支护难度,对于顶板岩石破碎的回采面,该法是根本不可能采用的。因此,试验研究采用了降低采场风压,即减少采场供风量的技术方法。3降低采空区内风速,保护采面的有效风力所谓降低采场风压,即减少采场供风量的技术措施,是基于这样的一种认识(见图2),由于采场采空区的漏风取决于采面的斜长和采面流经风流的风速。因此,只要有效地降低采面上下出口间的风压差,即减少采场供风量,就可以降低采面风速V0,从而大幅度减少往采空区的漏风量和提高回采面的有效风量,破坏采空区内遗煤氧化条件,减少采空区内有害气体的生成,并减少其涌出量。同时,为确保采面有效风量,就必须在采空区迎进风巷位置,设置阻挡风流进入采空区的障碍。由于减少了采空区内有害气体和瓦斯涌出量,使降低采场有害气体和瓦斯涌出量和减少瓦斯积聚及浓度超限得以实现,而可以再次减少采面供风量,达到进一步实现采空区减漏风的目的,有效地抑制采空区内有害气体和瓦斯的涌出量,避免采场瓦斯超限及引起瓦斯爆炸,对于开采自燃倾向性严重煤层的矿井,同时还有效地抑制采空区内遗煤的氧化、自燃和减少其他有害气体的生成。4回采工作面概述攻关项目在贵州省六枝矿务局四角田煤矿试验研究,该矿井开采突出、易燃中厚复杂煤层,设计生产能力为15万吨/年,近年实际产量都超过30万吨/年。在过去的20多年中,六枝矿区四角田煤矿在防治采场瓦斯爆炸和煤炭自燃的艰苦不懈的斗争中应用和总结了许多好的技术经验。由于矿井开采深度增加、瓦斯和其他有毒有害气体涌出量增加,矿井防治采场瓦斯爆炸和采空区煤炭自燃工作的难度亦增加。该研究是在该矿现有的防治技术措施的基础上,经过对矿井采场瓦斯爆炸及煤炭自燃灾害发生发展的分析研究,决定在2472(2)回采面试验研究降低采场风压,即减少采场供风量的新技术措施。2472(2)回采工作面位于该矿井西翼西二采区轨道下山以西,东邻2471回采面,西靠F112断层,上接1472回采面采空区,下至2474回采面。采面标高+1352～+1392m,埋藏深度约170m。采面走向长度为300～325m,平均313m,工作面斜长91～107m,煤层厚度为0.8～1.8m,平均为1.5m,煤层倾角20°～22°,平均21°。回采面地质构造复杂,据煤巷掘进时揭露,共发现落差为0.5～2.0m的断层10条,由于F112大断层的影响,在回风石门和机巷到石门处形成许多小构造,使煤沿走向厚度变化比较大,结构复杂。经分析采面具有以下特点:1)采面为下分层开采,采空区充填性能差,易形成较大的漏风通道,往采空区漏风范围和漏风量较大,导致采场采空区及邻近层瓦斯和有害气体涌出量大。2)回采面地质构造复杂,煤厚变化大,距上分层开采时间间隔短,顶板再生性能差,易破碎,开采时易发生漏、冒顶事故,导致采场风流容易窜入采空区,使漏风量增加。3)回采面为爆破落煤,人工装煤,机械化程度很低,无法确保正规作业循环,采面推进速度慢,又导致往采空区内遗煤漏风供氧时间长。4)上分层采空区易与本采面采空区串通,形成更为复杂的采空区漏风流场,扩大往采空区漏风范围和漏风量(见图3)。2472(2)回采工作面于1994年11月20日正式回采,前期采用低压汽雾和在采面下端沿切顶线悬挂挡风帘的方法,有效地防止了采面瓦斯积聚、超限和采空区遗煤自燃。1995年6月14日,矿井因调节用水,采面水压降至0.15～0.20MPa以下,低压汽雾无法启用。为防止采空区瓦斯大量涌出及防止采空区遗煤自燃,课题组决定,在实施矿井已有的成功的防治技术措施基础上,研究试验新的防治技术——降低采场风压,即减少采场供风量的技术措施。为考察2472(2)回采工作面采用降低采场风压,即减少采场供风量的技术措施的效果,于措施前后对回采面及回风巷的通风、瓦斯参数进行检测对比(见下表)。5降低采空区瓦斯释放的技术措施基于上述考察数据统计分析,通过对降低采场风压,即减少采场供风量技术措施的研究和试验,可以得出以下结论:1)降低采场风压,能减少往采空区的漏风量,从而起降低采空区有害气体及瓦斯向外涌出的作用。2)降低采场风压,可破坏采空区煤炭氧化条件,减少有毒有害气体的产生。3)降低采场风压,可降低采场瓦斯浓度和回风流瓦斯浓度,从而起到防止采场瓦斯爆炸和采空区遗煤自燃的作用。4)降低采场风压,可减少往采空区的漏风量,提高采面有效风量率,从而可以减少矿井主扇通风电耗。5)降低采场风