CN109145440B - 采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法 - Google Patents

采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法 Download PDF

Info

Publication number
CN109145440B
CN109145440B CN201810952101.7A CN201810952101A CN109145440B CN 109145440 B CN109145440 B CN 109145440B CN 201810952101 A CN201810952101 A CN 201810952101A CN 109145440 B CN109145440 B CN 109145440B
Authority
CN
China
Prior art keywords
coal
gas
goaf
temperature
heat
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN201810952101.7A
Other languages
English (en)
Other versions
CN109145440A (zh
Inventor
邢震
武福生
李亚哲
屈世甲
何敏
王启峰
徐士敏
郝叶军
张兴华
朱晓洁
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Tiandi Changzhou Automation Co Ltd
Changzhou Research Institute of China Coal Technology and Engineering Group Corp
Original Assignee
Tiandi Changzhou Automation Co Ltd
Changzhou Research Institute of China Coal Technology and Engineering Group Corp
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Tiandi Changzhou Automation Co Ltd, Changzhou Research Institute of China Coal Technology and Engineering Group Corp filed Critical Tiandi Changzhou Automation Co Ltd
Priority to CN201810952101.7A priority Critical patent/CN109145440B/zh
Publication of CN109145440A publication Critical patent/CN109145440A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN109145440B publication Critical patent/CN109145440B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • G—PHYSICS
    • G06—COMPUTING; CALCULATING OR COUNTING
    • G06F—ELECTRIC DIGITAL DATA PROCESSING
    • G06F30/00—Computer-aided design [CAD]
    • G06F30/20—Design optimisation, verification or simulation
    • E—FIXED CONSTRUCTIONS
    • E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21F—SAFETY DEVICES, TRANSPORT, FILLING-UP, RESCUE, VENTILATION, OR DRAINING IN OR OF MINES OR TUNNELS
    • E21F17/00—Methods or devices for use in mines or tunnels, not covered elsewhere
    • E21F17/18—Special adaptations of signalling or alarm devices
    • E—FIXED CONSTRUCTIONS
    • E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21F—SAFETY DEVICES, TRANSPORT, FILLING-UP, RESCUE, VENTILATION, OR DRAINING IN OR OF MINES OR TUNNELS
    • E21F5/00—Means or methods for preventing, binding, depositing, or removing dust; Preventing explosions or fires
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02E—REDUCTION OF GREENHOUSE GAS [GHG] EMISSIONS, RELATED TO ENERGY GENERATION, TRANSMISSION OR DISTRIBUTION
    • Y02E10/00—Energy generation through renewable energy sources
    • Y02E10/10—Geothermal energy

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Mining & Mineral Resources (AREA)
  • Physics & Mathematics (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Theoretical Computer Science (AREA)
  • Computer Hardware Design (AREA)
  • Evolutionary Computation (AREA)
  • Geometry (AREA)
  • General Engineering & Computer Science (AREA)
  • General Physics & Mathematics (AREA)
  • Investigating Or Analyzing Materials Using Thermal Means (AREA)
  • Solid Fuels And Fuel-Associated Substances (AREA)

Abstract

本发明涉及一种采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法，采用束管及光纤测温的方式，在采空区内进行高密度网格化布点，包括如下步骤：采用埋管抽气法观测采空区气体浓度分布；分布式测温光缆的布置与束管测点一致，形成对温度场的监测，构成了温度和气体的高密度网络化监测；结合现场观测参数，分析瓦斯异常涌出原因、特征和影响因素，建立煤岩裂隙空间多场交汇和气体在煤岩裂隙中运移的物理模型；基于煤岩裂隙场建立了不同尺度下孔隙－裂隙煤岩介质中气体运移及浓度场分布计算模型。该判定方法能够实时准确地监测采空区内煤自燃和瓦斯爆炸关键参数，控制并减少矿井火灾、瓦斯爆炸等重大恶性事故的发生。

Description

采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法
技术领域：
本发明涉及煤矿采空区监测技术领域，尤其涉及一种采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法。
背景技术：
我国的煤炭资源储量是除美国和俄罗斯之外的第三大国，约占到世界煤炭储量的12.8％，由于我国能源“富煤、贫油、少气”的非均衡分布特点，使得煤炭资源的消耗占到三大化石能源的70％左右。虽然近年来国家大力推广节能减耗及各种清洁、新型能源，但短期内，煤炭仍将是我国的主要消耗能源，且据估计，截止2020年，我国煤炭消耗增加量将占全世界的2/3。煤炭作为我国的第一大生产和消耗能源，在给我们创造巨大利益的同时，由于其复杂的赋存状况及开采技术的局限性，已成为一大高危行业。据国家安全生产监察管理总局统计资料显示，近几年我国煤炭行业安全形势持续好转，但若从百万吨死亡率来评估，煤炭行业的安全问题仍相当严峻。
随着矿井开采深度及机械化强度的加大，五大灾害愈加严重地威胁着矿井的正常生产和人、机安全，其中以矿井火灾与瓦斯爆炸尤为突出。煤矿火灾包括外因火灾和内因火灾，其中内因火灾主要指煤炭自燃，是矿井的主要火灾形式，且大约60％的自燃事故以采空区为主要灾害场所；采空区是综采工作面瓦斯的主要涌出源，据有关资料显示，采空区遗煤解析的瓦斯量占到整个采场瓦斯涌出量的50％以上，高者可达80％。近年来，随着煤层赋存深度及开采速度的不断加大，煤矿井下采空区环境愈加复杂，两种事故因素之间相互影响、动态关联，采空区自燃引发瓦斯爆炸的耦合灾害频发，且其发生后果危害性大、治理难度大。采空区是矿井各种灾害的高发区，其内部复杂的环境状况对采空区灾害的防治十分不利。目前，对采空区遗煤自燃或瓦斯爆炸的研究已趋于成熟，但随着煤层赋存深度的不断加大，遗煤自燃引发瓦斯爆炸的燃爆耦合灾害日渐凸显，且其后果严重、危害性大，尤其是高瓦斯易自燃煤矿，而目前针对燃爆耦合灾害的研究分析尚为不足。因此，结合矿井工程实际，判定采空区燃爆耦合灾害危险区域并分析其危险性，对煤矿的灾害防治工作尤为重要。
发明内容：
本发明的目的是针对现有技术的缺陷，提供一种采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法，能够实时准确地监测采空区内煤自燃和瓦斯爆炸关键参数，避免发生危险。
本发明是通过如下技术方案实现的：一种采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法，采用束管及光纤测温的方式，在采空区内进行高密度网格化布点，包括如下步骤：
采用埋管抽气法观测采空区气体浓度分布，即沿工作面倾向布置，由回风侧向采空区埋设束管，分两排布置，共埋设束管监测点16个，采空区内的沿工作面倾向的各测点在布置的时候从支架后穿过并且各束管监测点间距设定为30米；
分布式测温光缆的布置与束管测点一致，从支架后溜槽沿倾向每隔60米布置测温光缆，形成对温度场的监测，构成了温度和气体的高密度网络化监测；
结合现场观测参数，分析瓦斯异常涌出原因、特征和影响因素，建立煤岩裂隙空间多场交汇和气体在煤岩裂隙中运移的物理模型；
基于煤岩裂隙场建立了不同尺度下孔隙－裂隙煤岩介质中气体运移及浓度场分布计算模型。
为了监测采空区真实气体分布，防止采空区积水堵塞束管，并便于束管埋设，所述采空区及回风顺槽预埋的束管进气口距离底板高度为均在1.15m以上。
结合现场观测参数，瓦斯异常涌出原因、特征和影响因素包括浮煤厚度、氧气浓度、散热强度及瓦斯浓度，煤自燃只有在浮煤厚度、氧气浓度及耗氧速率共同作用才可以发生。
首先，采空区浮煤自然氧化放热量大于顶底板散热和风流带走的热量之和时，才能引煤体自然升温，从而导致自燃，即采空区浮煤氧化放热能引起升温必须满足下式
div[λegrad(Tm)]+q0(T)-div(nρgcgQ Tm)≥0 (1)
式中，ρg,cg分别表示工作面风流密度(g.cm-3)和热容(J.g-1.℃-1)；q0(T)为实验测定煤的放热强度(J.cm-3.s-1)；T为实验测定的煤的温度(℃)；λe为浮煤导热系数(J.s-1.cm-1)；
Figure GDA0003953450780000031
为采空区内漏风强度(cm/s)，Tm为煤体内最高温度(℃)；n为混合气体组分数量。
把采空区浮煤看成是无限大平面通过岩体传导散热，漏风强度小，认为是一维漏风，煤体内的温度近似认为均匀，则(1)式化为
Figure GDA0003953450780000032
其中，
Figure GDA0003953450780000033
式中，h为浮煤体厚度；Tm为煤体内最高温度；
Figure GDA0003953450780000034
为煤体平均温度；Ty为岩层温度；Tg为风流温度；λe为松散煤体导热系数；q0(Tm)为温度Tm、氧气浓度C0时的氧化放热强度；x为采空区距工作面的距离；z为距离底板的高度，
把(3)式代入(2)式，简化得煤体升温的必要条件为
Figure GDA0003953450780000035
即当浮煤厚度h≤hmin时，松散煤体不能引起自然升温，hmin为最小浮煤厚度。
其次是氧气浓度，采空区内氧气浓度达到下限氧浓度最小值Cmin，即可导致自燃，氧化放热强度q(Tm)与氧浓度成正比，即
Figure GDA0003953450780000036
式中，q(Tm)表示氧浓度为C时的放热强度；q0(Tm)表示氧浓度为C0时的放热强度；
Figure GDA0003953450780000041
为新鲜风流氧浓度；C为实际氧浓度；
把(5)式代入(1)式得：
Figure GDA0003953450780000042
也就是当CO2≤Cmin时，煤体氧化产生的热量小于散发的热量，煤体不可能升温，其中Cmin为采空区内发生煤自燃的氧浓度最小值(％)；
采空区可简化为无限大平板的一维传热，则(6)式可化为
Figure GDA00039534507800000410
式中，h为采空区浮煤厚度。
最后是散热强度，当采空区浮煤厚度大于hmin，又有足够的氧浓度，且风流为一维流动，流速是个常数，则(1)式化为
Figure GDA0003953450780000043
Figure GDA0003953450780000044
因
Figure GDA0003953450780000045
则
Figure GDA0003953450780000046
即
Figure GDA0003953450780000047
即当散热强度
Figure GDA0003953450780000048
时，煤体就不能引起自然升温，
Figure GDA0003953450780000049
为煤自燃的极限漏风强度，其中U为采空区漏风速度(m/s)，Umax为采空区最大漏风速度(m/s)。
瓦斯爆炸的条件是瓦斯浓度在爆炸极限范围内、氧气浓度达到最小值、且有引火源，发生瓦斯爆炸的必要条件是瓦斯浓度在爆炸极限范围内，即5％＜CCH4≤16％。
因此当同时满足上述几个条件时，有可能发生煤自燃与瓦斯爆炸混合灾害：
S混合灾害＝(h＞hmin)∩(CO2＞Cmin)∩(Q＜Qmin)∩(5％＜CCH4≤16％)。
基于煤岩裂隙场建立了不同尺度下孔隙－裂隙煤岩介质中气体运移及浓度场分布计算模型，煤岩裂隙场中任意处氧气的浓度为：
Figure GDA0003953450780000051
式中，v0为进入煤岩裂隙场中的外界空气的速度；A0、Aτ分别为空气进入煤岩体的初始表面积和τ时间的渗流表面积；v分别为煤岩裂隙场中τ时间处混合气体的速度；p0、M0分别为进入煤岩体介质中的外界空气的压力和平均摩尔质量，单位分别为Pa及g/mol；p、M分别为煤岩体介质中混合气体的压力和平均摩尔质量，单位分别为Pa及g/mol；θ为单位时间的氧化耗氧量，单位为m3/s；η为有效接触面积系数；Ai为第i个孔隙－裂隙表面积，单位为m2；N(τ)为气体在τ时间内经过的裂隙数目；Kxx，Kyy，Kzz分别为x，y，z方向的渗透性系数，单位为m2/(Pa·s)；m为非线性系数；bj为j组分压力常数Pa-1；pj为j组分气体压力，单位为Pa；R为气体常数，单位为J/(mol·K)；n元组分气体混合后的平均摩尔质量，计算公式为：
Figure GDA0003953450780000052
其中：
Figure GDA0003953450780000061
由各组分质量浓度之和为1，得时间τ内瓦斯浓度为：
Figure GDA0003953450780000062
本发明的有益效果是：该采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法采用束管及光纤测温的方式，在采空区内进行高密度网格化布点，能够实时准确地监测采空区内煤自燃和瓦斯爆炸关键参数，分析瓦斯异常涌出原因、特征和影响因素，建立煤岩裂隙空间多场交汇和气体在煤岩裂隙中运移的物理模型，控制并减少矿井火灾、瓦斯爆炸等重大恶性事故的发生。
附图说明：
图1为本发明采空区气体及温度测点的布置图；
图2为本发明采空区埋管测点的布置图。
具体实施方式：
下面结合附图对本发明的较佳实施例进行详细阐述，以使本发明的优点和特征能更易被本领域人员理解，从而对本发明的保护范围做出更为清楚明确的界定。
本发明提供一种采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法，为了准确的监测采空区内煤自燃和瓦斯爆炸关键参数，采用束管及光纤测温的方式，在采空区内进行高密度网格化布点。
如图1、图2所示，采用埋管抽气法观测采空区气体浓度分布，即沿工作面倾向布置，由回风侧向采空区1埋设束管4，分两排布置，共埋设束管监测点2十六个。采空区1内的沿工作面倾向的各束管监测点2在布置的时候从支架后穿过并且各束管监测点2间距设定为30米，当工作面推进(沿图1中箭头方向)约60米时，埋设第二排束管监测点2。预埋束管4外套2英寸钢管对其进行保护。为了监测采空区真实气体分布，防止采空区积水堵塞束管，并便于束管埋设，采空区及回风顺槽预埋的束管监测点2的进气口距离底面高度均在1.15m以上，束管监测点2设置在透气孔5内，通过密封胶泥6安装于底面。
分布式测温光缆3的布置与束管监测点2一致，从支架后溜槽沿倾向每隔60米布置测温光缆3，形成对温度场的监测，构成了温度和气体的高密度网络化监测。
结合现场观测参数，分析瓦斯异常涌出原因、特征和影响因素，建立煤岩裂隙空间多场交汇和气体在煤岩裂隙中运移的物理模型，研究煤自燃与瓦斯的相互作用耦合，要从各灾害的作用机理分析。
首先煤自燃只有在浮煤厚度、氧气浓度及耗氧速率共同作用才可以发生。
浮煤厚度：根据能量守恒原理，采空区浮煤自然氧化放热量大于顶底板散热和风流带走的热量之和时，才能引煤体自然升温，从而导致自燃，因此，采空区遗煤自燃必须要有足够的浮煤厚度，使浮煤氧化产生的热量得以积聚；要有足够的氧浓度能使浮煤产生足够的氧化热以提供煤体升温所需热能；漏风强度不能过大，以免产生的热量让风流带走，即当浮煤厚度h≤hmin时，松散煤体不能引起自然升温，hmin为最小浮煤厚度。采空区浮煤氧化放热能引起升温必须满足下式
div[λegrad(Tm)]+q0(T)-div(nρgcgQ Tm)≥0   (1)
式中，ρg,cg分别表示工作面风流密度(g.cm-3)和热容(J.g-1.℃-1)；q0(T)为实验测定煤的放热强度(J.cm-3.s-1)；T为实验测定的煤的温度(℃)；λe为浮煤导热系数(J.s-1.cm-1)；
Figure GDA0003953450780000071
为采空区内漏风强度(cm/s)，Tm为煤体内最高温度(℃)；n为混合气体组分数量。
因此，采空区遗煤自燃必须要有足够的浮煤厚度，使浮煤氧化产生的热量得以积聚；要有足够的氧浓度能使浮煤产生足够的氧化热以提供煤体升温所需热能；漏风强度不能过大，以免产生的热量让风流带走。
若把采空区浮煤看成是无限大平面通过岩体传导散热，漏风强度很小。认为是一维漏风，煤体内的温度近似认为均匀，则(1)式化为
Figure GDA0003953450780000081
其中，
Figure GDA0003953450780000082
式中，h为浮煤体厚度；Tm为煤体内最高温度；
Figure GDA0003953450780000083
为煤体平均温度；Ty为岩层温度；Tg为风流温度；λe为松散煤体导热系数；q0(Tm)为温度Tm、氧气浓度C0时的氧化放热强度；x为采空区距工作面的距离；z为距离底板的高度，
把(3)式代入(2)式，简化得煤体升温的必要条件为
Figure GDA0003953450780000084
即当浮煤厚度h≤hmin时，松散煤体不能引起自然升温，hmin为最小浮煤厚度。
氧气浓度：采空区内发生自燃的必要条件是氧气浓度达到最小值，当氧气浓度小于最小值时，即便蓄热条件良好，也无法产生自燃现象。也就是当C≤Cmin时煤体氧化产生的热量小于散发的热量，煤体不可能升温，Cmin即为下限氧浓度。
氧化放热强度q(Tm)与氧浓度成正比，即
Figure GDA0003953450780000085
式中，q(Tm)表示氧浓度为C时的放热强度；q0(Tm)表示氧浓度为C0(即21％)时的放热强度；
Figure GDA0003953450780000086
为新鲜风流氧浓度，取21％；C为实际氧浓度；
把(5)式代入(1)式得：
Figure GDA0003953450780000087
也就是当
Figure GDA0003953450780000088
时煤体氧化产生的热量小于散发的热量，煤体不可能升温，其中Cmin为采空区内发生煤自燃的氧浓度最小值(％)；
采空区可简化为无限大平板的一维传热，则(6)式可化为
Figure GDA0003953450780000091
式中，h为采空区浮煤厚度(cm)。
散热强度：采空区内散热条件好时，煤体氧化升温产生的热量被风流带走，无法形成良好的蓄热环境，即当散热强度
Figure GDA0003953450780000092
时，煤体就不可能引起自然升温，
Figure GDA0003953450780000093
就是煤自燃的极限散强度。
当采空区浮煤厚度大于hmin，又有足够的氧浓度，且风流为一维流动，流速是个常数，则(1)式化为
Figure GDA0003953450780000094
Figure GDA0003953450780000095
因
Figure GDA0003953450780000096
则
Figure GDA0003953450780000097
即
Figure GDA0003953450780000098
即当散热强度
Figure GDA0003953450780000099
时，煤体就不能引起自然升温，
Figure GDA00039534507800000910
为煤自燃的极限漏风强度，其中U为采空区漏风速度(m/s)，Umax为采空区最大漏风速度(m/s)。
瓦斯爆炸的条件主要是瓦斯浓度在爆炸极限范围内、氧气浓度达到最小值、且有引火源。其中氧气浓度和引火源在上述煤自燃危险区域内已经满足。
瓦斯浓度：当瓦斯浓度低于爆炸下限5％时，遇到高温热源只燃烧不爆炸，当高于爆炸上限16％时，只会在瓦斯气体与新鲜空气的接触面上发生燃烧不能爆炸，发生瓦斯爆炸的必要条件是瓦斯浓度在爆炸极限范围内，即5％＜CCH4≤16％。
因此当同时满足上述几个条件时，有可能发生煤自燃与瓦斯爆炸混合灾害：
S混合灾害＝(h＞hmin)∩(CO2＞Cmin)∩(Q＜Qmin)∩(5％＜CCH4≤16％)。
基于煤岩裂隙场建立了不同尺度下孔隙－裂隙煤岩介质中气体运移及浓度场分布计算模型，煤岩裂隙场中任意处氧气的浓度为：
Figure GDA0003953450780000101
式中，v0为进入煤岩裂隙场中的外界空气的速度；A0、Aτ分别为空气进入煤岩体的初始表面积和τ时间的渗流表面积；v分别为煤岩裂隙场中τ时间处混合气体的速度；p0、M0分别为进入煤岩体介质中的外界空气的压力和平均摩尔质量，单位分别为Pa及g/mol；p、M分别为煤岩体介质中混合气体的压力和平均摩尔质量，单位分别为Pa及g/mol；θ为单位时间的氧化耗氧量，单位为m3/s；η为有效接触面积系数；Ai为第i个孔隙－裂隙表面积，单位为m2；N(τ)为气体在τ时间内经过的裂隙数目；Kxx，Kyy，Kzz分别为x，y，z方向的渗透性系数，单位为m2/(Pa·s)；m为非线性系数；bj为j组分压力常数Pa-1；pj为j组分气体压力，单位为Pa；R为气体常数，单位为J/(mol·K)；n元组分气体混合后的平均摩尔质量，计算公式为：
Figure GDA0003953450780000102
其中：
Figure GDA0003953450780000111
由各组分质量浓度之和为1，得时间τ内瓦斯浓度为：
Figure GDA0003953450780000112
以上所述实施例仅表达了本发明的几种实施方式，其描述较为具体和详细，但并不能因此而理解为对发明专利范围的限制。应当指出的是，对于本领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明构思的前提下，还可以做出若干变形和改进，这些都属于本发明的保护范围。

Claims (2)

1.一种采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法，采用束管及光纤测温的方式，在采空区内进行高密度网格化布点，其特征在于，包括如下步骤：
采用埋管抽气法观测采空区气体浓度分布，即沿工作面倾向布置，由回风侧向采空区埋设束管，分两排布置，共埋设束管监测点16个，采空区内的沿工作面倾向的各测点在布置的时候从支架后穿过并且各束管监测点间距设定为30米；
分布式测温光缆的布置与束管测点一致，从支架后溜槽沿倾向每隔60米布置测温光缆，形成对温度场的监测，构成了温度和气体的高密度网络化监测；
结合现场观测参数，分析瓦斯异常涌出原因、特征和影响因素，建立煤岩裂隙空间多场交汇和气体在煤岩裂隙中运移的物理模型；
基于煤岩裂隙场建立了不同尺度下孔隙－裂隙煤岩介质中气体运移及浓度场分布计算模型；
其中，瓦斯异常涌出原因、特征和影响因素包括浮煤厚度、氧气浓度、散热强度及瓦斯浓度；
采空区浮煤自然氧化放热量大于顶底板散热和风流带走的热量之和时，才能引煤体自然升温，从而导致自燃，即采空区浮煤氧化放热能引起升温必须满足下式
div[λegrad(Tm)]+q0(T)-div(nρgcgQ Tm)≥0(1)
式中，ρg,cg分别表示工作面风流密度(g.cm-3)和热容(J.g-1.℃-1)；q0(T)为实验测定煤的放热强度(J.cm-3.s-1)；T为实验测定的煤的温度(℃)；λe为浮煤导热系数(J.s-1.cm-1)；
Figure FDA0003953450770000011
为采空区内漏风强度(cm/s)，Tm为煤体内最高温度(℃)；n为混合气体组分数量；
把采空区浮煤看成是无限大平面通过岩体传导散热，漏风强度小，认为是一维漏风，煤体内的温度近似认为均匀，则(1)式化为
Figure FDA0003953450770000021
其中，
Figure FDA0003953450770000022
式中，h为浮煤体厚度；Tm为煤体内最高温度；
Figure FDA0003953450770000023
为煤体平均温度；Ty为岩层温度；Tg为风流温度；λe为松散煤体导热系数；q0(Tm)为温度Tm、氧气浓度C0时的氧化放热强度；x为采空区距工作面的距离；z为距离底板的高度；
把(3)式代入(2)式，简化得煤体升温的必要条件为
Figure FDA0003953450770000024
即当浮煤厚度h≤hmin时，松散煤体不能引起自然升温；
采空区内氧气浓度达到下限氧浓度最小值Cmin，即可导致自燃，氧化放热强度q(Tm)与氧浓度成正比，即
Figure FDA0003953450770000025
式中，q(Tm)表示氧浓度为C时的放热强度；q0(Tm)表示氧浓度为C0时的放热强度；
Figure FDA0003953450770000026
为新鲜风流氧浓度；C为实际氧浓度；
把(5)式代入(1)式得：
Figure FDA0003953450770000027
也就是当
Figure FDA0003953450770000028
时，煤体氧化产生的热量小于散发的热量，煤体不可能升温，其中Cmin为采空区内发生煤自燃的氧浓度最小值(％)；
采空区可简化为无限大平板的一维传热，则(6)式可化为
Figure FDA0003953450770000031
式中，h为采空区浮煤厚度；
当采空区浮煤厚度大于hmin、氧浓度大于Cmin，且风流为一维流动，流速是个常数，则(1)式化为
Figure FDA0003953450770000032
Figure FDA0003953450770000033
因
Figure FDA0003953450770000034
则
Figure FDA0003953450770000035
即
Figure FDA0003953450770000036
即当散热强度
Figure FDA0003953450770000037
时，煤体就不能引起自然升温，
Figure FDA0003953450770000038
为煤自燃的极限漏风强度，其中U为采空区漏风速度(m/s)，Umax为采空区最大漏风速度(m/s)；
瓦斯爆炸的条件是瓦斯浓度在爆炸极限范围内、氧气浓度达到最小值、且有引火源，发生瓦斯爆炸的必要条件是瓦斯浓度在爆炸极限范围内，即5％＜CCH4≤16％；
煤岩裂隙场中任意处氧气的浓度为：
Figure FDA0003953450770000041
式中，v0为进入煤岩裂隙场中的外界空气的速度；A0、Aτ分别为空气进入煤岩体的初始表面积和τ时间的渗流表面积；v分别为煤岩裂隙场中τ时间处混合气体的速度；p0、M0分别为进入煤岩体介质中的外界空气的压力和平均摩尔质量，单位分别为Pa及g/mol；p、M分别为煤岩体介质中混合气体的压力和平均摩尔质量，单位分别为Pa及g/mol；θ为单位时间的氧化耗氧量，单位为m3/s；η为有效接触面积系数；Ai为第i个孔隙－裂隙表面积，单位为m2；N(τ)为气体在τ时间内经过的裂隙数目；Kxx，Kyy，Kzz分别为x，y，z方向的渗透性系数，单位为m2/(Pa·s)；m为非线性系数；bj为j组分压力常数Pa-1；pj为j组分气体压力，单位为Pa；R为气体常数，单位为J/(mol·K)；n元组分气体混合后的平均摩尔质量，计算公式为：
Figure FDA0003953450770000042
其中：
Figure FDA0003953450770000043
Figure FDA0003953450770000044
为CO2密度，单位为kg/m3；ρc为煤岩体密度，单位为kg/m3；
Figure FDA0003953450770000045
为CO2体积常数，单位为m3/kg；
Figure FDA0003953450770000046
为CO2压力常数，单位为Pa-1；
Figure FDA0003953450770000047
CO2压力，单位为Pa；
Figure FDA0003953450770000048
为CH4压力常数，单位为Pa-1；
由各组分质量浓度之和为1，得时间τ内瓦斯浓度为：
Figure FDA0003953450770000049
2.根据权利要求1所述的采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法，其特征在于：所述采空区及回风顺槽预埋的束管进气口距离底板高度为均在1.15m以上。
CN201810952101.7A 2018-08-21 2018-08-21 采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法 Active CN109145440B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201810952101.7A CN109145440B (zh) 2018-08-21 2018-08-21 采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201810952101.7A CN109145440B (zh) 2018-08-21 2018-08-21 采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN109145440A CN109145440A (zh) 2019-01-04
CN109145440B true CN109145440B (zh) 2023-04-18

Family

ID=64790371

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201810952101.7A Active CN109145440B (zh) 2018-08-21 2018-08-21 采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN109145440B (zh)

Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110792476B (zh) * 2019-10-31 2021-10-08 辽宁工程技术大学 一种无线交互式采空区多场耦合数据采集系统及使用方法
CN111577374B (zh) * 2020-04-29 2021-08-17 山东唐口煤业有限公司 一种自燃煤层综放工作面撤架期间网格化防灭火方法
CN113283998A (zh) * 2020-11-09 2021-08-20 重庆工程职业技术学院 一种急倾斜煤层开采采空区煤炭自燃防控方法
CN116696442B (zh) * 2023-06-20 2024-06-07 辽宁工程技术大学 一种采空区自燃危险区域划分及防治方法
CN117787728B (zh) * 2024-02-27 2024-04-30 贵州省煤层气页岩气工程技术研究中心 基于可视化的煤矿巷道瓦斯爆炸危险等级评价方法

Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104088669A (zh) * 2014-07-21 2014-10-08 天地（常州）自动化股份有限公司 煤矿采空区煤自燃监测预警系统
CN104775849A (zh) * 2015-03-23 2015-07-15 山东科技大学 煤矿采场瓦斯与煤自燃耦合灾害监测系统及其监测方法

Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104088669A (zh) * 2014-07-21 2014-10-08 天地（常州）自动化股份有限公司 煤矿采空区煤自燃监测预警系统
CN104775849A (zh) * 2015-03-23 2015-07-15 山东科技大学 煤矿采场瓦斯与煤自燃耦合灾害监测系统及其监测方法

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
综放工作面采空区自燃危险区域监测技术及应用研究;邢震;《煤炭工程》;20171120;第49卷(第11期);第130-137页 *
近距离煤层群开采上覆煤层自燃危险区域探测技术;邢震;《煤矿开采》;20170415;第22卷(第2期);第96-99页 *

Also Published As

Publication number Publication date
CN109145440A (zh) 2019-01-04

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN109145440B (zh) 采空区瓦斯与煤自燃多场耦合危险区域的判定方法
CN104514577B (zh) 一种高效治理浅埋藏煤层大面积采空区遗煤自燃的方法
CN102828767A (zh) 采空区自然发火防治方法
CN112943343B (zh) 煤矿采空区不同类型火灾地面钻孔高效快速灭火方法
CN105041374A (zh) 高瓦斯近距离煤层采空区瓦斯与煤火协同防治技术
CN106593523A (zh) 一种浅埋近距煤层开采过程中采空区漏风控制方法
CN103806943B (zh) 用于监测煤层采空区漏风的监测装置及监测方法
CN113605983B (zh) 一种煤矿采空区高温探测预警及防灭火智能协同管控系统
Chen et al. Evolution characteristics of spontaneous combustion in three zones of the goaf when using the cutting roof and release pressure technique
CN110645039A (zh) 一种厚硬顶板冲击地压与瓦斯复合灾害综合防治方法
Xu et al. Collaborative gas drainage technology of high and low level roadways in highly-gassy coal seam mining
US20160251950A1 (en) Underground gasification ignition method
CN104563992A (zh) 煤炭地下气化系统及控制方法
CN109162751A (zh) 近距离煤层群火灾治理方法
CN108871131A (zh) 路基石方二氧化碳静态爆破施工方法
CN105401971B (zh) 一种井上下联合区域性注浆方法
Tian et al. Experimental study on the overburden movement and stress evolution in multi‐seam mining with residual pillars
CN114508380B (zh) 一种栅格法划分煤田火区建立帷幕墙治理煤自燃的方法
Hu et al. A methane emission control strategy in the initial mining range at a spontaneous combustion-prone longwall face: a case study in coal 15, Shigang Mine, China
CN110985094A (zh) 采空区综合防灭火方法
WO2019184147A1 (zh) 一种用于低透气性煤层的高效防治冲击地压的方法
US4557329A (en) Oil recovery by in-situ combustion
CN106337694A (zh) 一种采空区二氧化碳泄压防灭火技术及装备
CN207147841U (zh) 一种矿用束管的保护装置
CN114087022B (zh) 煤层底板变参数突水通道预警系统及突水危险性判定方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant