煤矿瓦斯防治技术研究

煤矿瓦斯防治技术研究

0瓦斯概况及成因中国约一半的煤矿是高维斯煤矿。大中型煤矿中,高瓦斯矿井占20.3%,瓦斯突出矿井占19.8%。重庆市100%、贵州省91.7%、江西省50%、湖南省50%、河南省40%的大中型煤矿具有煤与瓦斯突出危险。小型矿井中,高瓦斯矿井占15%左右。在国有重点煤矿的609个矿井中,高瓦斯矿占26.8%,煤与瓦斯突出矿井占17.6%,低瓦斯矿占55.6%。国有地方煤矿和乡镇煤矿中,高瓦斯矿井和煤与瓦斯突出矿井约占15%。到目前为止,我国相当一部分煤矿已进入深部开采(600~800m),东部地区已有4个煤矿矿井的开采深度超过1000m,最深已达1400m;并以每年10~15m的速度向深部延深。随着开采深度的增加,岩层应力增大,瓦斯活动的范围受到限制,且不易排出,给深部含瓦斯煤层开采、瓦斯治理增加了难度。瓦斯是煤矿的主要灾害之一,瓦斯爆炸,甚至瓦斯连续爆炸的事故屡见不鲜,每年仍造成许多人员伤亡和巨大的财产损失。其发生事故的突发性、意外性和高危害性的特点和理论与实践的不完善,至今仍然是煤矿难以解决的问题。因此,研究瓦斯在煤层和岩层中的涌出、运移机理与矿井通风参数的关系,预防瓦斯灾害,提高防灾救灾水平,是值得研究的重要课题。1瓦斯在压力和高向压力低侧流动特性中表现为辐射受研究表明,瓦斯在煤体和围岩中,以游离和吸着状态存在,其储存取决于储存空间的体积、瓦斯压力和温度。各种状态的瓦斯是处在不断的动平衡之中,在一定条件下又具有相对稳定性,外界条件的变化使这种稳定性遭到破坏。例如当压力升高温度下降时部分瓦斯即由游离状态转化为吸着状态(吸附)。如压力下降温度升高,又会有部分瓦斯由吸着状态转化为游离状态(解吸)。瓦斯压力高向压力低侧流动大多表现为涌出,其量大小取决于瓦斯压力、渗透系数、瓦斯含量的大小。这些因素与自然因素、开采技术等因素有关。对1个采煤工作面来说,主要取决于煤体和围岩以及邻近层的瓦斯含量、工作面产量、开采范围、煤体破坏程度、破碎煤块在工作面停留时间、老空区容积大小、通风状况、老空区内丢煤多少等因素有关。1.1瓦斯自然产出规律按照区域可分为采区、开拓区、采空区涌出瓦斯。以来源可分为原生瓦斯与积聚瓦斯的涌出。原生瓦斯涌出又称之为一次涌出或直接涌出。如采掘工作面煤壁、井巷周壁、被破碎的煤块向空气中涌出的瓦斯,老空区周围煤柱及邻近层涌向老空区的瓦斯。其涌出机理:瓦斯从煤层中向空气中涌出时,其渗流速度一般仅为几mm/min,属于层流运动,符合达西定律。瓦斯渗流速度v(m/s):v=Ku⋅∂p∂L(1)v=Κu⋅∂p∂L(1)式中K——多孔介质的渗流率,m2;u——流体的绝对粘度,Pa·s;瓦斯的绝对粘度为1.08×10-5Pa·s;∂p/∂L——压力梯度,MPa/m;式(1)中K值表示介质透过流体的难易程度,压力梯度表示流体渗流时推力的大小,因此说上式是渗流条件与动力的关系式。如K和u值不变,则v值取决于压力梯度的大小。我国煤层瓦斯压力一般为0.6~4.8MPa,被破碎煤块的残余压力为0.2~0.3MPa。矿井通风压力一般为1~3kPa,瓦斯压力为矿井风压的几百倍,可见风压变化对原生瓦斯自然涌出的影响是很微弱的。如将该因素从略,则原生瓦斯涌出方可以说与风压无关。积聚瓦斯涌出又称为间接涌出或二次涌出。如老空区、旧巷、高顶以及煤岩裂缝中聚集的瓦斯涌出。它的压力与所处周围巷中空气的压力相等,促使它向外涌出的能量主要靠气体分子的内能以及外界给予的能量,涌出量的大小取决于积存量和外界给予能量的大小。1.1.1气体扩散系数d瓦斯由高浓度向低浓度扩散,是气体分子内能促使积存瓦斯涌出的形式之一。根据气体分子扩散方程:D=D0×1p(T273.15)2/3(2)D=D0×1p(Τ273.15)2/3(2)式中D——气体扩散系数,m2/s;D0——当p0=1MPa,T=273.15K时的气体扩散系数,m2/s;CH4为1.96×10-5m2/s;p——大气压力,MPa;T——绝对温度,K。从公式(2)中可知:①气体扩散系数D当p=p0时与绝对温度T成正比,如温差10℃则D值±7%左右。②当T0=T时则D值与气压p成反比。如主要通风机风压为±1.334kPa,当停止运转后则D变化在1.3%左右。1.1.2空气膨胀、深燃地层当积存瓦斯区附近井巷空气压力下降时,积存瓦斯区的压力也随着下降到平衡为止,这个变化过程使积存瓦斯区的空气发生膨胀,向周围井巷中溢出,这是气体分子内能促使积存瓦斯涌出的形式之一。据气体方程:p0V0T0=pVTp0V0Τ0=pVΤ当T0=T时,则V=p0V0p(3)V=p0V0p(3)公式(3)中,当风压降低1.334kPa时,使积存区气体体积膨胀仅达1.3%,温度升高10℃,引起膨胀也不过3.5%。1.1.3外扩散需要达到20%的情况根据实验,当浓度为100%的瓦斯向外扩散达到20%时,需要1h。如果增加2倍,则时间要增加4倍,实验说明,瓦斯由上向下扩散是相当缓慢的。1.2开采过程与矿山通风参数之间的关系外界给予的能量是促使积存瓦斯涌出和运移的主要形式。1.2.1回风侧瓦斯溢出量预测根据矿井不同通风方式,在不同地点分别测定矿井风量、风压和绝对瓦斯涌出量。具体数据分别见表1和表2。从表1、表2中可知,瓦斯绝对涌出量随风量的增减而增减,而通风方式及风压对瓦斯绝对涌出量的影响是微小的。一般计算采煤工作面的瓦斯涌出量q,m3/min,q=q工+q煤+q老(4)式中q工——工作面及入回风道煤帮、顶、底板的绝对瓦斯涌出量,m3/min;q煤——工作面破碎煤块的绝对瓦斯涌出量,q煤=qCH×T,T为出煤量,t/min,qCH为破碎煤块的瓦斯涌出量,m3/t;q老——老空区及邻近层涌向回风中的绝对瓦斯涌出量。在公式(4)中,当火灾停产,风量不变的情况下,q煤=0,则q=q工+q老,据停产后实测资料表明q也随风量减少而下降,当风量在200m3/min以上时,则q与风量Q的变化接近正比关系。当风量显著大量减少后,q也突然下降,实质是老空区内积存瓦斯量显著上升的结果,这并不是工作面瓦斯涌出量减少了,而是排出量减少了,表3就能说明问题。这里q工是属于原生瓦斯的涌出量,风压变化影响甚弱,可以说是个定值。受通风影响的是积存瓦斯,准确的说法应该是在风量变化后一定时间内是如此。风量降低到最低限度,回风侧瓦斯涌出量预测按(5)式计算,计算法一般大于实测法,对安全是有利的。q2=q1Q2Q1(5)q2=q1Q2Q1(5)式中q1,Q1——为正常通风时的瓦斯绝对涌出量与风量;q2,Q2——为停风后,短时间内的瓦斯绝对涌出量与风量。1.2.2正常通风情况下采区瓦斯储存及排放特征根据实测:①平巷中风流速度<0.7m/s,则巷道顶部出现分层现象;②风速<0.5m/s时,底板涌出的瓦斯向上方扩散到顶板后沿顶板顺风移动;③沿顶板移动的瓦斯经高顶处介质浮力作用向高顶内部集中;④由于扩散作用,当瓦斯与空气一旦均匀混合后,不会因为瓦斯比重轻而上浮,瓦斯分层的出现是瓦斯尚未与空气均匀混合以前的现象;⑤国际报导中,正常通风状态下,因为瓦斯分层及涡流而发生过瓦斯燃烧事故。事实证明瓦斯积存或分层与风速有密切关系。对采区来说,积存瓦斯的地点在老塘内,正常通风情况下,当生产停止时,瓦斯绝对涌出量随风量增加而增加,是由于老空区内漏风(风流扩散以及老塘与连通旧巷的封闭不良产生漏风)增多,介质漏风风流的空吸与粘滞力的摩擦作用把老空区内的瓦斯大量带入回风流中的结果。风量减少向老空区内的漏风也减少,携带和空吸作用也算比较明显,停止送风时这种作用就没有了。从现象上理解,采区瓦斯涌出量减少了,实质是老空区内瓦斯积存量增多了。即回风q停=q-q老=q工,根据高瓦斯矿井7个长壁全部陷落采煤工作面瓦斯来源调查表明:老空区瓦斯涌出量占采区总涌出量的34.5%~72.6%。实测研究表明,当停风后恢复通风初期,绝对瓦斯涌出量出现驼峰现象,随后逐渐稳定,也可以证明此点。一般封闭前大量向火区内逆风排出积存瓦斯以达到推迟爆炸时间的目的,就是据此采取的。无风流的情况下瓦斯扩散运动仍在进行,只有混合均一之后才能停止,但扩散速度不仅受压力、温度所影响,同时,也受所处环境影响。1.2.3采动瓦斯浓度的计算方法该瓦斯运移主要克服巷道周壁和支架的摩擦阻力以及空气粘力,根据缓斜井巷瓦斯自由流动理论,瓦斯流速v,m/s;v=3g×△ρρ×QmW×sinαCw−−−−−−−−−−−−−−−−√(6)v=3g×△ρρ×QmW×sinαCw(6)式中g——9.81;ρ——瓦斯与空气密度差(0.577kg/m3);ρ——干空气的密度(1.293kg/m3);Qm——绝对瓦斯涌出量,m3/min;W——巷道宽度,m;α——顶板坡度,(°);Cw——摩擦阻力系数。例如Qm=0.5m3/min,α=70°,W=4m,Cw=0.01,代入(6)式中计算得到v=2.132m/s。瓦斯在无风的情况下运移速度也是很快的。瓦斯运移过程也是向空气中扩散的过程,采区内的瓦斯涌出是全面的、连续的,扩散也是连续的,所以停风后回风道的瓦斯浓度就是工作面的瓦斯浓度。根据实测也证明了这一点,具体见表4所示。2风速和风力对瓦斯绝对溢出量的影响(1)原生瓦斯涌出量与矿井通风风压的改变无关。(2)积存瓦斯涌出在正常通风情况下,随着风量的增减而增减,为正变关系,接近正变关系。(3)瓦斯的绝对涌出量随风量的增减而增减,而通风方式及风压对瓦斯绝对涌出量的影响是微小的。(4