综掘工作面粉尘分布规律及通风除尘优化研究

为了确定通风方式对综掘工作面粉尘分布的影响,并探究综掘工作面不同通风方式下的降尘效果,以隆德煤矿209综掘工作面为研究对象,利用FLUENT软件模拟压入式通风方式下巷道中粉尘分布情况以及抽、压组合式通风方式下粉尘分布规律及降尘效果,并通过现场实测验证数值模拟的准确性。分析结果表明:压入式通风方式下工作面巷道中粉尘污染严重,粉尘影响区域较大且沉降缓慢;模拟结果与现场实测粉尘浓度变化规律基本相同,验证了数值模拟结果的可靠性,进而说明了建立的数学模型及其参数设置的合理性;通过对比长压短抽式及短压长抽式通风方式的降尘效果得出,压风筒出风口距离工作面5m的长压短抽式通风方法降尘效果最好,粉尘浓度可快速降低至6mg/m3以下。     

白龙山煤矿10201工作面合理挡风帘长度确定

针对白龙山煤矿10201工作面漏风严重和上隅角瓦斯浓度偏高的问题,利用Fluent软件对进风侧不同挡风帘长度下工作面风量和瓦斯浓度、采空区瓦斯分布和自燃氧化带的变化规律进行了数值模拟研究,结果表明:在工作面距进风巷0～80m范围内,随着挡风帘长度增加,工作面风量逐渐增加;在工作面距进风巷0～190m范围内,随着挡风帘长度增加,工作面瓦斯浓度逐渐下降;挡风帘可降低采空区回风侧浅部和中部的瓦斯浓度,而对于采空区进风侧和回风侧深部区域,挡风帘会使瓦斯浓度有所上升;在进风侧设置挡风帘会使采空区进风侧自燃氧化带宽度变大、采空区回风侧自燃氧化带宽度减小,且随着挡风帘长度增加,采空区进风侧自燃氧化带逐渐向工作面靠近。根据数值模拟结果,确定合理挡风帘长度为5m,应用结果表明:挂帘后工作面有效风量增加,瓦斯体积分数平均值为0.521%,降幅达13.5%,一氧化碳体积分数平均值为2.26%,降幅为8.1%,降低了上隅角瓦斯超限和采空区自然发火的危险性。     

工作面回采对邻近大巷变形影响实测

目前大巷围岩控制及其变形理论分析与模拟分析往往对某些现场特殊条件如断层构造进行简化考虑,导致模拟结果与实际结果出现较大差异。针对该问题,以某矿回采工作面为工程背景,采用现场实测方法分析工作面开采后其邻近大巷的变形规律,研究工作面回采对邻近大巷的影响。通过历时3个月共14次巷道变形数据实测及分析,得出结论:受采动影响剧烈区域巷道变形是工作面回采、采动断层活化和交叉应力集中综合影响的结果;随着测点与工作面水平距离逐渐增大,巷道变形速度减小,说明巷道受采动影响逐渐减小;不同测点处巷道左右帮变形速度特征与顶底板类似,顶底板变形明显大于左右帮,说明巷道主要受水平应力影响;在工作面后续推进过程中,在推进至断层交面线附近时应加强巷道围岩变形监测。     

双U型通风工作面瓦斯浓度分布规律研究

为了掌握双U型通风工作面瓦斯浓度分布规律,预防工作面瓦斯浓度超限,运用Fluent软件对某工作面推进到2个联络巷之间不同位置时采空区内漏风进行了模拟分析,并对工作面瓦斯涌出规律进行了实测和统计研究分析。模拟与观测结果表明,双U型通风工作面在推进过程中,工作面刮板输送机后部、上隅角和回风巷后部瓦斯浓度变化不大,尾巷瓦斯浓度随着工作面在2个联络巷之间位置的改变而变化,联络巷打开时,瓦斯浓度最大,当工作面距离打开联络巷23m左右时瓦斯浓度最小,当工作面距离打开联络巷40m时尾巷瓦斯浓度又增加到初期最大值,且进一步增大。因此,从治理瓦斯角度考虑,回风巷和瓦斯排放巷之间的联络巷合理间距应为40m,考虑经济性,建议不要超过50m。     

大倾角采场围岩应力分布及矸石充填特征的倾角效应研究

煤层倾角是造成大倾角采场采动力学行为呈现复杂性、特殊性,诱发众多灾害事故的重要因素之一,为揭示煤层倾角对大倾角采场围岩控制及矿压显现特征的影响规律,采用物理相似模拟和数值计算相结合的研究方法,在综合分析了大倾角工作面顶板破断运移及矸石滑滚充填特征的基础上,利用有限元-离散元（FLAC2DPFC2D）耦合算法建立了不同倾角的大倾角采场耦合数值模型,研究了大倾角采场围岩应力分布及矸石充填特征的倾角效应。结果表明：(1)采动作用下,大倾角采场顶底板内围岩应力均呈非对称拱形分布,随着煤层倾角增大,拱形垂直应力释放区范围和向上部偏移程度逐渐增大,但水平应力释放区范围和应力值逐渐减小,无论是垂直应力还是水平应力都易在工作面上下端头顶板处出现应力集中,但最大集中应力会随煤层倾角的增大而减小;大倾角工作面顶底板内应力大小和传递方向均存在非对称特征,随着煤层倾角增大,工作面顶底板应力拱高逐渐降低,围岩应力的传递方向以围岩涌向采出空间为主,由初始近似竖直方向逐渐偏转趋于工作面垂向。(2)工作面顶板破断及矸石的滑滚充填具有时序性和分区演化特性,并随煤层倾角的改变而呈现一定的倾角效应。随着煤层倾角增大,直接顶...     

8.8m超大采高工作面煤自燃防治经验探讨

超大采高工作面煤自燃监测数据包括气体浓度、温度等,研究方法包括实验、数值模拟、现场观测等。现有研究大多未考虑各指标之间的关系,研究手段及数据分析方法单一。针对该问题,以上湾煤矿采高为8.8m的12401工作面为例,通过煤自燃实验、现场"三带"实测及数值模拟相结合的方式,分析煤自燃火灾过程中气体浓度与温度之间的关联关系,总结采空区内因火灾发火规律和特征。建立地面钻孔注氮模型,反演了采取注氮措施前后O_2浓度场、CO浓度场、温度场和"三带"分布变化规律;针对高温异常区域,根据数值模拟结果选取注氮位置,采用地面与井下一起注氮的方式降低火灾危险性。研究结果表明:CO可作为预测煤自燃的指标气体,CO_2和CH_4不能作为指标气体,C_2H_6,C_2H_4,C_2H_2,H_2可作为辅助指标气体;采取注氮措施后,氧化升温带的宽度大大减小,CO体积分数明显降低,最高点温度迅速下降,惰化效果显著;高温异常区域CO体积分数及温度有逐渐下降的趋势,验证了注氮位置的合理性和注氮措施的有效性。     

特厚煤层综放工作面矿压显现规律分析

采用现场矿压观测和RFPA数值模拟方法对耿村煤矿易自燃特厚煤层综放工作面矿压显现规律进行了分析研究。结果表明,耿村煤矿12170综放工作面存在比较剧烈的矿压显现,老顶存在较明显的周期来压现象,老顶周期来压平均步距为16.06 m;整个工作面全长范围内,老顶来压具有明显的不一致性,即中下部和下部来压强度大,上部和中上部来压强度小;综放支架在回采过程中支护阻力充足,其可靠性较好,能够适应2-3特厚煤层综放开采的要求;RFPA数值模拟结果与现场矿压观测结果一致,表明了RFPA数值模拟方法应用于矿压显现规律分析的有效性。     

高地温矿井采空区煤自燃O_2浓度场分布研究

针对采用理论分析及实验研究的方法研究高地温对采空区煤自燃的影响难以全面反映采空区煤自燃O_2浓度场分布情况的问题,采用Fluent数值模拟软件对高地温矿井采空区及进风侧、回风侧和采空区中段O_2浓度场分布规律进行了研究。结果表明:(1)在通风量相同情况下,温度从24.8℃升高到40℃时,O_2随着风流向整个采空区渗入,O_2浓度随采空区深度增加而减小;在温度相同情况下,当风量从1 800m3/min增大到2 700m3/min时,采空区漏风范围大幅度提升,采空区O_2浓度场变化明显,O_2几乎充满整个采空区,并且高浓度O_2存在范围增大,此时由于热量积聚导致采空区温度升高,采空区内部遗煤温度也持续增加,煤氧复合作用加快,遗煤自燃的可能性增大。(2)随着采空区距工作面距离增大,O_2浓度减小,进风侧O_2浓度大于回风侧O_2浓度,表明进风侧煤自燃危险性大于回风侧。(3)随着采空区深度增加,进风侧与采空区中段O_2体积分数持续减小,曲线斜率呈先增大后减小趋势;回风侧O_2体积分数随采空区深度增加呈减小趋势;大量高浓度O_2存在于采空区150m之前,整个采空区进风侧与采空区中段煤自燃危险性均大于回风侧。(4)当温度为40℃、通风量为2 700m3/min时,氧化带最大宽度为131m,将该最大宽度视为开采最大理论宽度,进一步计算安全推进速度,可为煤矿开采提供理论依据。     

工作面底板放水孔封孔超前距的确定

为减小工作面回采过程中超前支承压力对工作面周围放水孔的影响,有必要研究底板放水孔封孔超前距。以杨庄煤矿Ⅲ610孤岛工作面为例,建立了工作面工程地质模型,采用FLAC~(3D)数值模拟软件,对工作面回采过程中超前支承压力影响范围进行了研究,结果表明该工作面超前支承压力影响范围为20~30m。对工作面超前支承压力影响范围进行了理论计算,考虑重复采动影响时的结果为29.81m,与数值模拟结果基本一致。根据数值模拟、理论计算及现场实测结果,确定Ⅲ610孤岛工作面底板放水孔封孔超前距为30m,并通过实践验证了该封孔超前距的合理性。     

平行钻孔有效抽采半径及合理钻孔间距研究

为确定平行钻孔瓦斯抽采合理钻孔间距,通过推导煤层瓦斯运移方程、煤岩体变形方程及渗流场与应力场耦合方程,建立了瓦斯抽采流固耦合模型;根据某矿21219工作面实际地质条件,利用COMSOL Multiphysics软件对平行钻孔间抽采叠加效应影响下瓦斯压力、有效抽采半径的变化规律进行了数值模拟研究,并结合钻孔有效抽采半径,得出了合理的钻孔间距。数值模拟结果表明,随着钻孔间距的增大,抽采后煤体瓦斯压力增大;随着煤体距钻孔距离减小,煤体瓦斯压力呈先缓慢减小、后快速下降的趋势;随着抽采时间的增加,瓦斯压力不断降低,钻孔有效抽采半径变大。现场应用结果验证了钻孔间距布置的合理性。     

典型关键层结构下覆岩采动应力分布规律研究

针对目前对煤层支承压力的研究大多基于工作面上覆岩层结构均化处理展开,未充分考虑其内在结构影响的问题,基于岩层控制关键层理论,通过改变关键层位置、厚度等,对典型关键层结构下覆岩采动应力分布规律进行了数值模拟研究。研究结果表明:随着关键层与煤层间距增大,工作面超前支承压力峰值逐渐减小,关键层下方软岩层超前支承压力峰值先减小后趋于稳定,关键层上方软岩层超前支承压力峰值先增大后趋于稳定,应力集中区域范围减小;随着关键层厚度增大,工作面超前支承压力峰值先增大后趋于稳定,上覆岩层超前支承压力峰值逐渐增大,应力集中区域范围增大。     

掘进工作面长压短抽通风出风口风流调控参数研究

掘进工作面长压短抽通风方式下出风口风流不能根据掘进过程的实际需求进行动态调控,进而造成风流分布不合理,粉尘聚集严重。现有针对掘进工作面长压短抽通风出风口风流分布及降尘效果的研究都只是单一地分析了风筒出风口参数变化对掘进工作面风流分布及降尘效果的影响,未考虑各参数之间对粉尘场运移分布的交互影响,且对在不同掘进阶段,出风口参数如何综合变化才能达到最佳的通风降尘效果的研究不深入。针对上述问题,以陕西榆林神木柠条塔矿S1204掘进工作面为研究对象,建立了出风口参数可以变化的风流调控有限元模型,模拟分析了风筒出风口参数变化对风流及粉尘浓度运移分布的影响,通过数值分析选取了风筒出风口口径、水平右偏角度和垂直上偏角度作为出风口风流动态调控参数,提取了不同风流调控参数调控后司机位置处及回风侧行人位置处的风速及粉尘浓度数据。通过小生境遗传算法,以司机位置处及回风侧行人位置处的粉尘浓度同时最低为优化目标对提取的风流调控数据进行挖掘分析,获取了S1204掘进工作面出风口距掘进端面最近距离5m和最远距离10m时的最佳风流调控参数:在5m处,出风口口径为1.1～1.2m,水平右偏角度为10～15°,垂直上偏角度为3～6°;在10m处,出风口口径为0.8～0.9m,水平右偏角度为0～5°,垂直上偏角度为0～3°。搭建了1∶5相似模拟的S1204掘进工作面风流智能调控实验测试平台,对最佳风流调控参数进行了测试分析,结果表明:司机位置处的粉尘浓度最高降低了52.3%,回风侧行人位置处的粉尘浓度最高降低了60.6%,验证了最佳风流调控参数的准确性。     

综掘工作面混合式风流调控下的粉尘沉降研究

煤矿掘进过程中粉尘聚集严重,目前针对综掘工作面混合式风流调控下粉尘沉降规律及优化的研究还不够深入。基于混合式风流调控系统,依托陕煤集团神木柠条塔矿业有限公司综掘工作面,分析了压风口距工作面距离、压风口右偏角度、压风口口径、抽风口距工作面距离和压抽比等混合式风流调控参数对粉尘沉降规律的影响：随着压风口距工作面距离增加,司机处和回风侧行人呼吸带截面大颗粒粉尘占比先增后减再增,小颗粒粉尘占比增加;随着压风口右偏角度增加,司机处和回风侧行人呼吸带截面大颗粒粉尘占比变化明显;随着压风口口径增加,司机处截面小颗粒粉尘占比先增后减再增,回风侧行人呼吸带截面大颗粒粉尘占比先增后减;随着抽风口距工作面距离增加,司机处截面大颗粒粉尘占比先增后减,小颗粒粉尘占比先增后减再增,回风侧行人呼吸带截面粉尘粒径分布变化不大;随着压抽比增大,司机处和回风侧行人呼吸带截面小颗粒粉尘占比减小。以上述风流调控各参数为自变量,回风侧行人呼吸带全尘平均浓度和司机处呼尘平均浓度最低为优化目标,建立了粉尘沉降优化回归模型,利用粒子群优化算法求解模型,得到最优风流调控方案：压风口距工作面距离为8.9 m,压风口右偏角度为14.8°,...     

膜孔单点源肥液入渗运移特性研究

通过单膜孔点源室内入渗试验,研究了膜孔肥液入渗的分布特性与运移规律。研究表明,膜孔肥液入渗湿润体土壤含水率比清水的大;分析了肥液入渗累积入渗量比清水入渗增加的机理;供水入渗过程中,浓度锋运移距离和浓度最大值均随时间的延长而增大;再分布过程中,浓度锋运移距离继续增大,而浓度最大值逐渐减小;膜孔肥液入渗土壤浓度与土壤含水量的关系在不同时间均近似于“S”型曲线。该研究成果为进一步进行膜孔灌溉技术研究奠定了科学基础。     

浅埋厚煤层地表漏风对采空区煤自燃影响数值模拟研究

西部矿区浅埋厚煤层通常采用抽出式通风方式,地表漏风不仅使风流紊乱,而且其中的O 2贯穿采空区,与采空区遗煤共同作用使其氧化,从而发生煤自燃,并且产生的CO等有害气体超标,严重影响矿井的正常开采。目前一般采用现场实测、理论分析及实验研究方法对地面漏风引起的采空区内煤自燃的气体浓度场和温度场等进行研究,然而地表裂隙漏风自然发火实验复杂程度较高,理论分析及实验研究方法难以从三维角度认识地表漏风对采空区内煤自燃的影响规律。针对上述问题,根据我国西北矿区埋深浅、煤层厚等特点,建立三维数值计算模型,采用数值模拟与现场实测相结合的方法研究了浅埋厚煤层条件下导气裂隙采空区“三带”分布情况及不同工况下采空区O 2浓度场、CO浓度场、温度场、压力场等的分布规律,并采用ZD5煤矿火灾多参数监测装置进行现场验证。结果表明:采空区内“三带”分布规律和O 2浓度场分布受地表漏风影响明显,采空区顶部O 2容易聚集,改变了采空区内气体流场分布规律,采空区内高体积分数O 2(体积分数为18%~23%)聚集范围为沿采空区走向0~270 m、沿采空区竖直方向3~20 m,特别是在沿采空区走向0~80 m、沿采空区竖直方向3~8 m空间O 2充足、有一定遗煤且热量不容易散失,该区域煤自然发火危险程度较高;采空区内回风隅角压力最小,为-10 Pa,回风口压力最低,进风口压力最大,沿倾向、竖直方向及走向压力均逐渐增大;采空区内温度和CO分布规律类似,在采空区底部受顶部漏风影响很小,主要受工作面进风隅角影响,热量积聚和CO聚集规律与不漏风时基本一致,而从采空区中部开始,温度和CO主要受顶部漏风影响,在中部区域温度和CO均呈现“O”形圈分布,采空区顶部,温度和CO在每个断裂带与采空区交接处达到极大值,并向两侧递减,在最深部的断裂带与采空区交接处出现最大值。     

高瓦斯矿井采空区瓦斯与煤自燃耦合规律研究

针对目前采空区瓦斯与煤自燃共同致灾数值模拟仅考虑流体影响、未考虑其他物理场影响的问题,采用Comsol-Multiphysics多场耦合数值模拟软件建立了采空区瓦斯与煤自燃耦合模型,分析工作面采场与采空区瓦斯和O2分布规律,探讨抽采量和进风量对高位抽采巷道瓦斯浓度和采空区底板O2浓度的影响,并综合确定最佳抽采量和进风量。结果表明:随着抽采量的增大,瓦斯抽采浓度先增大后减小,采空区氧化升温带宽度呈正相关增长,综合考虑瓦斯抽采效果与自然发火防治,建议高位抽采巷道最佳抽采量为90m^3/min;随着进风量的增大,高位抽采巷道瓦斯浓度和纯量先增大后减小,采空区进风侧氧化升温带宽度明显增大,最大时达到109.3m,而回风侧氧化升温带宽度变化幅度很小,综合考虑瓦斯抽采效果与自然发火防治,试验工作面最优进风量为1 500m^3/min。     

工作面回风巷瓦斯分布研究及监测布置探讨

测试了采煤工作面回风巷不同位置断面的瓦斯体积分数,作出了巷道断面的瓦斯分布云图,研究了回风流瓦斯体积分数分布规律,得出结论:距离工作面不同位置的巷道断面上瓦斯体积分数分布是不均匀的,瓦斯随着风流运移约100m后才能逐渐和空气混合均匀;上隅角涌出的采空区瓦斯对巷道瓦斯体积分数分布影响较大。对工作面回风流瓦斯监测及传感器布置提出了改进建议,即回风巷道瓦斯传感器应该布置在巷道的中线上,距离顶板不大于300mm,距上隅角10m处也应布置一个传感器测点。     

综放仰采工作面覆岩移动规律及支架工作阻力确定

综放仰采工作面覆岩运移规律与水平开采工作面有较大差别,顶板垮落频繁,为工作面支架的稳定带来了极大的考验。现有对综放仰采工作面安全开采的研究主要集中在仰采角度变化对覆岩运移规律的影响上,对顶底板受力特征缺乏系统的研究。针对以上问题,以瑞隆矿8102综放仰采工作面为背景,采用UDEC数值模拟软件分析了综放仰采工作面不同推进距离下覆岩运移规律及顶板破断特征:在仰斜开采中,受倾角和开采方式的影响,底煤应力最为集中,工作面具有明显的初次来压和周期来压特征,与近水平煤层综放工作面相比,周期来压步距明显减小,上覆岩层峰值强度相对较低,顶板不易形成结构,来压较频繁,矿压显现较剧烈;8102工作面直接顶初次垮落步距为25m,基本顶初次来压步距为40m,周期来压步距为10～15m。利用顶板-支架力学关系确定支架工作阻力的计算方法较为繁琐,很多方法应用于工程现场不具有实用性,对比了目前几种常用支架工作阻力计算方法的优缺点及实用性,并根据8102工作面实际工况确定了动载荷计算法为最适合的支架工作阻力计算方法,具有计算结果精确且参数容易选取的特点,确定了该工作面的支架最大工作阻力为6 359kN/架,工作阻力大于7 066kN的支架即可满足该工作面支撑要求。工程应用结果证明了利用动载荷计算法计算8102工作面支架工作阻力的正确性。     

撞击气流床气化炉内浓度场和温度场的数值模拟

运用PDF燃烧模型模拟以柴油为模拟气化介质的撞击气流床气化炉气化时的过程,结果与实验较吻合。还考察氧燃料比与合成气组成的关系,分析了气化炉中的温度和浓度分布情况。模拟结果表明:氧燃料比与合成气组成关系很大,随着氧燃料比例降低合成气中有效气(CO H2)浓度升高;通过温度变化预测撞击火焰上升的高度,得出模拟条件下撞击火焰上升的高度与气化炉内径之比在1.0左右;随着反应进行,气化炉轴向上O2浓度迅速下降,H2浓度逐渐升高,H2O浓度逐渐降低。     

综放工作面过空巷泵送支柱技术

针对现有工作面过空巷基于传统支护方法,不能较好地适应多变的地质条件的问题,以大同煤矿集团永定庄煤业有限责任公司8103综放工作面为研究背景,通过理论分析综放工作面过空巷基本顶变形特征,提出了综放工作面过空巷泵送支柱技术。数值模拟结果表明,随着工作面距空巷距离减小,利用泵送支柱支护的空巷围岩垂直应力呈"双峰"-"孤峰"-"双峰"变化,围岩移近量先增大、后趋于稳定,说明泵送支柱能够承受工作面超前支承应力,保证工作面安全通过空巷。该技术在现场得到成功应用,空巷顶底板最大移近量为282mm,两帮最大移近量为152mm,围岩稳定性较好。