混合气体抑制煤自燃的实验研究

为了研究混合气体(O_(2)/N_(2)和O_(2)/N_(2)/CO_(2))对煤自燃特性的影响,利用同步热分析仪、程序升温-气相色谱联用仪/红外光谱仪研究煤在混合气体下的特征温度、热效应/标志气体及官能团变化。结果表明:O_(2)/N_(2)气体氛围(简称气氛)下,随着N_(2)体积分数的增加,特征温度点滞后,TG、DTG、DSC均向高温偏移,放热量减少,燃烧阶段活化能升高,煤的最终耗氧量和CO体积分数均降低,煤中羟基增加,脂肪烃、含氧官能团、芳香烃的含量呈减少趋势;O_(2)/N_(2)/CO_(2)气氛下,随着CO_(2)体积分数的增加,特征温度点后移,放热量下降,燃烧阶段活化能减小,耗氧量、CO体积分数均降低,羟基、脂肪烃增加,含氧官能团的含量减少;当O_(2)体积分数相同时,O_(2)/N_(2)/CO_(2)混合气体中的失重率峰值、耗氧量与CO体积分数均小于O_(2)/N_(2)混合气体;-OH易被氧化发生脱水反应,煤在反应初期放热量较少,后期放热量快速增加,CO主要由-C=O生成。

硫化氢对不同煤级煤甲烷吸附影响效应研究

为探究H_(2)S在不同煤级煤体中对CH_(4)吸附特性的影响效应,利用分子模拟构建肥煤、瘦煤及贫煤3种不同煤级的复杂煤大分子结构模型,并探究H_(2)S对煤体孔隙的影响作用以及H_(2)S在煤中的吸附特性,分析不同煤级煤体中H_(2)S对CH_(4)饱和吸附量的影响作用。结果显示:煤体表面积与孔隙体积与煤变质程度有关,由大到小依次为肥煤、瘦煤、贫煤;在煤体吸附H_(2)S过程中,煤体表面及孔隙为H_(2)S提供吸附场所,且H_(2)S对贫煤孔隙率影响较为明显;在同温同压条件下,H_(2)S在同一煤体中的吸附热约为CH_(4)的1.5倍,在对CH_(4)及H_(2)S的双组分气体吸附中,煤体对H_(2)S的吸附能力大于CH_(4);煤体H_(2)S质量分数在0~1.5%变化区间内,贫煤的Langmuir吸附常数a降幅高达77.4%,肥煤及瘦煤分别为31.1%及32.6%,表明H_(2)S质量分数的变化对贫煤的甲烷吸附能力影响更显著,肥煤及瘦煤次之。

中高硫煤NaOH H_(2)O_(2)电解脱硫机理研究

煤的含硫量过高会造成经济损失、环境污染,因此中高硫煤的利用受到了极大制约。为实现煤中硫的绿色高效脱除,研究设计了NaOH-H_(2)O_(2)电解脱硫体系,通过探究不同试验体系、不同试验因素对中高硫煤脱硫率的影响,确定了电解脱硫的最佳工艺条件;通过X-射线衍射(X-ray diffraction,XRD)、傅里叶变换红外光谱(Fourier Transform Infrared Spectrometer,FT-IR)和X-射线光电子能谱(X-ray Photoelectron Spectroscopy,XPS)分析各试验体系下煤中矿物质组分、官能团及硫元素形态变化以探究电解脱硫机理。NaOH-H_(2)O_(2)电解脱硫体系的最佳反应条件是:NaOH浓度为3 mol/L、电流强度为0.75 A、氧化剂30%H_(2)O_(2)的体积为25 mL、电解温度为40℃、电解时间为1 h。脱硫机理为:OH^(-)、H_(2)O_(2)在电解过程中生成了高活性的自由基O^(-)和·OH等,可促使煤中黄铁矿类无机硫被氧化成硫酸盐并进行脱除;硫醇、硫醚和噻吩类有机硫氧化成(亚)砜后,在碱性环境中会被水解为硫酸盐或磺酸类化合物并进行脱除。

回采工作面温度场分布规律的数值模拟

从守恒原理出发 ,导出了描述矿井回采工作面风流紊流流动和温度分布的微分方程 .通过对矿内风流流动及热力过程的理论分析和现场实测 ,系统地开展矿内风流流场和风流温度场的分布规律及其耦合作用机理的理论分析研究 ,通过数值模拟 ,初步得出了矿井回采工作面风流温度与各种参数的变化规律 :回采工作面风流温度随风速提高呈负幂函数规律降低 ,随入风流温度升高呈线性升高 。

圆形管道风速测定与校正方法实验

针对通常所用的风速传感器只能监测某一点的风速,不能准确监测断面平均风速的问题,采用实验室研究测试和数值分析的方法,对圆形断面风速分布进行研究.根据断面中垂线上18个点的实测风速值,得出通过中垂线上某一点风速求该断面平均风速的校正系数.经验证,利用该风速校正系数能得出较为精确的断面平均风速值,为风速传感器的校正提供了一种技术途径.

以着火活化能变化为指标的优选煤自燃阻化剂研究

为解决目前煤矿阻化剂防灭火时存在的许多煤矿使用同一种阻化剂但是效果不同、达不到理想效果的问题,采用热重(TG)试验和热解动力学方法,以天池矿102工作面的煤样为例,对煤在3种阻化剂阻化前后进行TG试验。将煤氧化自燃过程分为失水失重、氧化增重和燃烧失重3个阶段,并将煤氧化增重阶段的活化能定义为煤的着火活化能,计算煤样氧化3个阶段的活化能。采用以煤阻化前后的着火活化能的变化为评价指标的阻化剂优选方法,优选出适用于天池煤矿的阻化剂。结果表明:阻化剂主要在煤低温氧化阶段起阻化作用,能使煤的失水活化能和着火活化能显著提高;对燃烧活化能几乎无影响;不同阻化剂对煤氧化3个阶段的活化能影响差异较大。

掘进巷道风流温度分布规律的数值模拟

根据紊流状态下的守恒原理 ,导出了描述掘进巷道风流紊流流动和温度分布的微分方程。通过对矿内风流流动及热力过程的理论分析及现场实测 ,系统地开展矿内风流流场和风流温度场的分布规律及其耦合作用机理的理论分析与研究 ,并利用PHOENICS程序进行数值模拟 ,初步得出了矿井掘进巷道风流温度与各种参数的变化规律。掘进巷道风流温度随风速提高呈负幂函数规律降低 ,随入风流温度升高而线性升高。

低透煤层水力压裂促进瓦斯抽采模拟与试验研究

针对低透气性煤层瓦斯抽采难度大、工作量大、效率低等问题,采用水力压裂技术促进煤层瓦斯抽采。在多场耦合和弹性损伤理论基础上,建立煤层损伤-应力-渗流耦合模型,数值模拟马堡煤矿15108工作面水力压裂及瓦斯抽采过程,分析煤层弹性模量、渗透率和瓦斯压力的变化规律,确定压裂和抽采关键参数,并据此开展工程试验,对模拟结果进行验证。结果表明:高能压裂液能使煤层破裂,渗透率急剧升高,加快瓦斯向抽采钻孔运移;随着压裂时间增加,压裂损伤范围逐渐扩大;模拟得出水力压裂10 000 s时,2个压裂孔间的损伤区在抽采孔处贯通,压裂损伤范围达14 m;现场压裂试验后,瓦斯抽采平均和最高纯量分别达到63.79和126.57 m3/d,是未压裂的9.65倍和7.23倍,透气性升高了67倍。

井下液态CO_2爆破增透工业试验研究

为了增加煤层透气性、提高瓦斯抽采效率,选取七台河矿区进行液态CO2爆破煤层增透工业试验。研究液态CO2爆破过程中主管内高压气体P-T曲线,考察不同地应力下的液态CO2爆破有效影响半径和煤层透气性系数,监测爆破前后瓦斯抽采参数。试验结果表明：采用压缩气体与水蒸气容器爆破方法计算液态CO2爆破的当量为180 g TNT;爆破后瓦斯抽采浓度提高3.16倍,瓦斯抽采混合流量提高1.71倍;煤层液态CO2爆破有效影响半径随地应力的增加近线性减小,随爆破压力的增加非线性增加,确定液态CO2爆破时最佳爆破压力范围160-280 MPa;爆破前后对比,煤层透气性系数提升17.49-22.76倍。井下煤层液态CO2爆破技术的实施,有助于降低爆破成本、提高增透效果和瓦斯抽采利用率。

天池矿102综放孤岛工作面控制风量防灭火技术研究

为了防治天池煤矿15#煤层102综放孤岛工作面采空区煤炭自然发火,对工作面实际供风量40.0 m3/s时进行了现场监测,并基于采空区自燃"三带"划分标准和数值模拟的方法,采用流体力学COMSOL计算软件,研究了工作面不同进风量时采空区氧化升温带的变化规律,确定了氧化升温带的范围,并得到了工作面供风量与氧化升温带宽度的拟合曲线。研究结果表明,"U+I"型102工作面采空区自然发火主要是由采空区漏风引起的;氧化升温带宽度随着工作面供风量的增加而增加;现场监测与数值模拟的采空区"三带"变化规律吻合较好;当工作面供风量为40.0m3/s时,既能有效抽排瓦斯,又能有效预防采空区煤炭自然发火。在102综放孤岛工作面的现场实践表明,运用控制风量防灭火技术防治天池煤矿采空区遗煤自燃是可行的。

煤层液态CO_2爆破增透促抽瓦斯技术研究

为增加煤层透气性，提高瓦斯（甲烷）抽采效率，基于损伤力学和空气动力学，研究液态CO2爆破的原理，分析爆破过程中爆破器主管内高压气体的压力时程变化。采用FLAC^3D数值软件，建立煤层液态CO2爆破有限差分本构模型，计算不同地应力下单孔爆破有效影响半径，数值模拟多孔连续爆破。模拟结果表明，单孔爆破有效影响半径随着地应力的增加近线性减小；有控制孔时多孔爆破影响范围明显大于无控制孔时。在井下进行液态CO2爆破工业试验。其结果是，爆破后煤层透气性系数提高17．49～22．76倍，平均瓦斯抽采浓度和混合气体流量分别增加56．4％和42．8％。

高瓦斯矿发火区封闭时对瓦斯爆炸界限因素的影响

针对高瓦斯矿发火区封闭时常发生瓦斯爆炸事故,对影响瓦斯爆炸界限的因素进行实验,探索温度、压力、可燃气体(CO)、惰性气体(N2和CO2)等条件对瓦斯爆炸界限的影响规律。得出常温常压下瓦斯爆炸的体积分数下限为5%,瓦斯爆炸上限为13.5%,以及CO2的惰化效果比N2更好的结论。根据实验数据绘制混合气体的爆炸三角形,并进行新的惰化分区划分,不仅为火区封闭时防治瓦斯爆炸提供新的技术途径,而且能计算出使火区惰化时,所需惰性气体量,可对这些因素进行合理控制,有效地降低瓦斯爆炸危险性。

不同变质程度煤燃烧阶段链烃生成规律

为研究封闭火区内不同煤种生成气体组分及变化规律,选取平庄矿褐煤、王营矿气煤、朱仙庄矿焦煤和马堡矿瘦煤为试验煤样,通过热重确定了煤燃烧阶段的温度范围。采用双管电炉自制程序升温燃烧试验对4种不同变质程度的煤进行燃烧,对生成的链烃初现温度、体积分数及氧浓度变化规律进行了分析。研究结果表明：褐煤、气煤、焦煤和瘦煤燃烧阶段温度分别为247~433,279~542,313~574和333~618℃;煤变质程度越高,则其生成链烃气体的体积分数越小且耗氧量越大。当发生火灾事故且封闭火区后,可以综合考虑煤变质程度与火区监测的链烃生成量等因素,并根据链烃气体与温度的变化规律判定封闭火区火势发展状况,为进一步开展灭火奠定基础。

褐煤燃烧阶段烃生成规律研究

为研究煤矿火灾时期烃生成规律,对褐煤进行热重分析和管式炉程序升温实验,得到不同温度下CH4,C2H6,C3H8,C2H4,C2H2及O2的体积分数。结果表明：褐煤燃烧阶段温度为247-433℃;CH4体积分数在348℃达到最大值,耗氧量及C2H6,C3H8,C2H4,C2H2体积分数在399℃达到最大值;CH4,C2H4,C3H8体积分数及耗氧量与温度呈近线性关系;C2H6,C2H2体积分数与温度呈指数关系;随着温度升高,（C2H6＋C3H8）/（CH4＋C2H6＋C3H8）比值升高,CH4/（CH4＋C2H6＋C3H8）比值、CH4/（C2H6＋C3H8）比值均降低,C2H6/CH4,C2H2/CH4和C3H8/C2H6比值与温度呈指数关系变化,可以作为预测火区燃烧状态判定指标。

高瓦斯特厚煤层下分层千米钻孔瓦斯抽采技术

针对高瓦斯特厚煤层开采上分层时工作面瓦斯频繁超限的问题，依据上分层开采时，下分层在采动应力作用下的破坏程度及卸压瓦斯运移规律，以亭南煤矿205 工作面为试验背景，对下分层千米钻孔瓦斯抽采进行研究。采用理论计算和FLAC3D 数值模拟，确定下分层塑性破坏最大深度约为13 m，千米定向钻孔布置的最佳区域在工作面底板以下6~9 m。通过对不同位置千米钻孔在工作面推进过程中的瓦斯抽采量进行现场监测，结果表明，6~9 m 的千米钻孔抽采效果最为明显，钻场瓦斯抽采量随工作面推进成指数上升，最终增长到68%左右。千米钻孔瓦斯抽采技术实现了对高瓦斯特厚煤层下分层卸压瓦斯长时间、高浓度抽采。

井巷围岩与风流的不稳定换热

通过对矿内风流与巷壁换热过程的理论分析,得出了围岩与风流的不稳定对流换热系数的解析式、理论解和实用式,导出了风流温度变化和围岩调热圈的计算方法。通过兖州东滩矿4306运顺掘进巷道风流与围岩换热的进行现场实测和分析计算,得出了掘进巷道围岩调热圈与掘进时间呈平方跟关系变化、不稳定换热系数随掘进时间呈负幂指数变化的规律。

褐煤燃烧阶段碳氧化物生成规律研究

为研究褐煤燃烧阶段碳氧化物生成规律,以平庄瑞安褐煤为例,用自制程序升温系统完成褐煤燃烧实验,得到煤样燃烧阶段不同温度下煤样下游混合气体中的CO,CO2及O2体积分数,计算耗氧速率,CO与CO2生成速率以及格雷哈姆系数的3种形式R1,R2和R3的值。研究结果表明：温度为250~399℃时,耗氧量、CO2体积分数、耗氧速率、CO2生成速率和R1值均随着温度的升高而增大;CO体积分数、CO生成速率和R2值在250~348℃时随温度的升高而增大,到348℃时开始下降;R3值与温度之间呈指数关系递减;整个燃烧阶段,R1值和R3值变化显著,R2值变化不大,说明格雷哈姆系数可作为预测褐煤燃烧状态的指标。

综放孤岛工作面采空区自燃与爆炸危险区监测及数值模拟

针对高瓦斯矿井自燃煤层综放孤岛工作面开采时采空区漏风导致的采空区自燃和瓦斯爆炸灾害综合防治的技术难题,以天池煤矿102孤岛工作面为例,进行采空区自燃＂三带＂及爆炸危险带现场监测及数值模拟研究。监测结果表明,102工作面采空区氧气体积分数随与工作面距离增加而下降,工作面进风侧采空区氧化升温带宽度较大,工作面中部到回风侧采空区氧化升温带宽度逐渐减小。利用COMSOL软件模拟采空区风流速度场、氧气体积分数场、甲烷体积分数场和自燃＂三带＂分布。数值模拟结果表明,102工作面采空区进风侧切顶线20~70 m范围内氧气体积分数大于8%,风速小于0.004m/s,存在自然发火危险;工作面回风侧采空区没有自燃危险带;工作面进风端头后部采空区的自燃危险带内瓦斯体积分数也处于爆炸范围5%~15%内,此重合部分即为瓦斯爆炸危险区。

饱和水蒸汽分压力经验公式的比较

针对求解饱和水蒸气分压力的公式较多、适用条件不够明确的问题,采用比较相对误差的方法,并绘制了曲线图,将国内外常用的计算饱和水蒸汽分压力的经验公式与戈夫-格雷奇(Goff-Gratch)公式进行分析,得出在不同的温度范围内,各公式的准确度不同。因此在不同的温度范围内应采用不同的公式,以提高计算的精确度。

不同变质程度煤自燃特征参数实验研究

为确定煤自燃及由火灾引发的瓦斯爆炸数值模拟所需的基础参数,利用热重实验研究了4种不同变质程度煤样放热量、质量变化规律,确定了4种煤样低温氧化阶段温度范围.根据热重实验确定的低温氧化阶段,利用管式炉程序升温和色谱仪进行生成气体成分分析实验,得到不同温度下管式炉出口O2、CO、CO2气体体积分数,计算得出了耗氧速率、CO与CO2生成速率、放热强度随温度变化规律.研究结果表明:变质程度越高的煤,着火温度越高,低温氧化阶段温度范围越大;相同温度下,变质程度越低的煤,耗氧速率、CO与CO2生成速率、放热强度越大,越易自燃;CO生成速率大于CO2生成速率;耗氧速率、CO与CO2生成速率、放热强度随温度增加呈指数关系增加;随着耗氧速率增加放热强度呈线性关系增加.该研究可为煤自燃过程模拟计算与火区瓦斯爆炸危险性预测提供关键性基础参数.