煤炭自燃特性范文

煤炭自燃特性范文（精选7篇）

煤炭自燃特性 第1篇

煤自燃特性参数测试方法的选择绝大多数都与升温过程有关[5],按照控温方法不同,可以分为跟踪控温法、程序升温法和恒温氧化法。绝热氧化自热实验测试方法[6],可以达到热量损失最小,用这种方法来测定煤的自热升温速率[7]和耗氧速率,以比较煤样的自然发火趋势。目前,国内外防治煤炭自燃主要采用预防性灌浆技术[8]、阻化剂技术、注水技术、惰性气体技术等,在某些条件下还采用堵漏技术、凝胶技术、均压技术[9]等。

1 煤炭自燃概况

同煤集团公司燕子山井田内含煤地层有侏罗系大同组和石炭二叠系太原组、山西组上下两套煤系。目前开采的14-2#和14-3#煤层瓦斯含量低,瓦斯涌出量小,属于低瓦斯煤层。煤尘具有爆炸危险性,矿井煤尘云最大爆炸性指数为16.084 Pa·m/s。煤层的自燃倾向性为易自燃,煤层自然发火期一般为 3~6个月。

燕子山矿煤炭自燃主要发生在掘进巷道、专用回风巷的顶煤以及采空区遗煤中。煤巷自然发火是由于巷道顶部有较多的碎煤,巷道正常通风时,有利于向顶煤扩散漏风供氧,为顶煤自热发展创造了条件。通过分析发现,燕子山矿煤巷自然发火与巷道冒顶、断层、密闭墙及喷浆质量等有密切关系。采空区煤炭自然发火主要发生在顶板初次垮落后,由于周边小煤窑越层越界开采已与大矿贯通,小煤窑采空区与大矿采空区形成漏风通道,供氧条件较好,又由于燕子山矿采用抽出式通风,导致工作面CO气体泄漏。工作面停采期间采空区煤炭自燃也较常见,这是由于在采空区停采线往往遗留有大量碎煤,且供氧和蓄热条件良好。

2 煤炭自燃特性参数测试

2.1 煤氧化过程吸氧量的测定

我国煤炭自燃倾向性鉴定的行业标准试验通常都是在恒定温度下的吸附试验,这很难反映出在整个低温阶段(30~100 ℃)煤吸附O2的动态规律。本次试验主要考察不同温度下煤对O2的吸附能力和煤吸附O2的规律。试验采用美国TerraTek公司IS-100型等温吸附解吸仪,该仪器是目前较先进的关于煤层脱吸附性能测试的专用设备之一,能够测试各种温度、压力和含水条件下煤层的吸、脱附参数。试验时保持压力吸附罐中的压力恒定(0.2 MPa),分别测定煤样在30、35、40、60、80、90、105 ℃情况下吸附氧气量,结果如表1所示。

变温条件下燕子山矿14-3#煤层和14-2#煤层煤样对氧的吸附量比较见图1,可以看出,燕子山矿14-2#煤层和14-3#煤层煤样在低温氧化过程中,煤对氧吸附量转变的温度点约为80~90 ℃;在低于

80 ℃阶段,煤对氧吸附量变化趋于平缓;温度达到80 ℃后,煤对氧吸附量迅速增加。

2.2 煤氧化过程中耗氧速率、CO和CO2产生率的测算

实验采用XK-Ⅲ型煤自然发火实验台,其由炉体、气路及控制检测3部分组成。炉体呈圆形,顶、底部各留有10~20 cm的自由空间,以保证进、出气均匀;顶盖上部留有排气口;炉壁由保温层和可控温夹水层组成,水层中装电热管及进气预热紫铜管。炉内布置了若干热敏电阻探头,炉中心轴处设有取气管,气体由空气压缩机提供。在取样测点抽取气体后进行气相色谱分析。实验炉内温度巡检、环境温度及湿度的控制均由工业控制机自动完成。

取14-2#煤层煤样进行实验,实验条件如表2所示。

耗氧速率、CO产生率、CO2产生率随温度变化曲线如图2~4所示,可以看出,实验煤样的耗氧速率、CO及CO2产生率均随煤温的升高而增大;实验煤样的耗氧速率在70~200 ℃时迅速增大,CO及CO2产生率在80~200 ℃时均随煤温的升高而增大,说明在超过70 ℃时实验煤样迅速氧化。

3 煤炭自燃综合防治技术

3.1 顶煤自燃防治技术

1) 掘进期间尽量减少对顶板煤层的破坏,可采用综掘机掘进、合理布置炮眼、适当的装药量等措施。爆破后及时支护,以减少顶板中裂隙的产生。加强巷道支护,巷道顶帮接实,可采用打超前锚杆、巷道采用钢带锚索锚网支护等措施。对高冒区应采取局部防治措施,如喷洒阻化剂、安设导风筒、喷浆注凝胶、注胶泥、注浆等。

2) 对裂隙严重的顶板和煤壁应及时喷浆、喷聚氨酯或三相泡沫等材料或注凝胶堵漏,避免漏风。当掘进遇到顶板破碎带、地质构造带时,应加强支护,并及时采取喷浆注凝胶等堵漏风措施。在冒高前设风障,增加巷道风流的紊乱程度,加速热量对流,防止煤炭升温。当顶煤自燃时,应尽量减小巷道风速或不供风,即减少供氧或不供氧,达到灭火的目的。

3) 加强掘进巷道局部通风机的管理,严禁局部通风机反复停风,以防停风引起巷道压力起伏而向顶部堆积碎煤供氧。对已出现煤炭自燃迹象的高温点,可采取放落顶煤的办法进行处理;也可以根据实际条件采用向顶煤中注水、注阻化剂,或采用对顶煤喷浆注凝胶降温、隔绝供氧的方法,阻止煤炭自燃。加强顶煤自燃的测报工作,可在顶煤中埋检测管,发现问题及时采取措施处理。

3.2 采空区遗煤自燃防治技术

1) 回采期间采空区遗煤自燃防治技术措施

a.根据工作面地质条件、设备性能等,合理选定工作面的长度;加强管理,保证工作面合理的推进速度。改善综采工艺,减少放煤技术不当造成的大量遗煤,提高回采率。

b.工作面设计通风系统应力求简单,尽量避免“U+L”型进、回风系统的存在,同时要加强工作面采空区外围漏风的管理,采取综合措施堵漏,尽量使工作面维持“U”型通风系统,减小向采空区的漏风量。工作面回采期间,上、下隅角设临时挡风墙或挡风帘,减少向采空区的漏风量。

c.为预防采空区周围上、下巷和切眼位置附近的遗煤自燃,在上巷或下巷预埋管道,通过该管向采空区大量注胶泥,以切断采空区周围的漏风通道。通过预埋管对采空区自燃危险区域注氮防灭火,对采空区注浆或注三相泡沫。

2) 工作面回收期间防灭火措施

a.对采空区自燃危险带注氮,缩小煤炭氧化自燃的范围。对采空区注浆或注三相泡沫。加快回收速度,将回收时间控制在煤的自然发火期以内。减小工作面风量,同时在工作面上、下隅角打黄泥木段墙,喷涂快速密闭堵漏风,尽量减少向采空区的漏风量。

b.工作面回收期间采用全风压通风时,应预留通风道,保持通风道畅通,以减小采空区漏风压差。从防治煤炭自燃角度来看,采用局部通风有利于防治采空区及顶煤自燃,为首选通风方案。

c.支架上部顶煤注凝胶。这是处理支架顶煤自燃的有效方案。但注凝胶量应足以填塞顶煤裂隙,保证在工作面与采空区间形成一道凝胶墙,将工作面与采空区隔开,这样注凝胶不仅阻止了顶煤自燃,也阻止了采空区煤炭自燃。

3.3 实施效果

燕子山矿8901综放工作面顶板初次垮落后,发现有一定浓度的CO气体。随着工作面的推进,CO浓度不断增大,当回风流温度由22 ℃上升至42 ℃时,采空区内CO最高浓度达到1.5×10-3。工作面顶板全部垮落后上部煤层采空区内的CO气体大量下泄。另外,通过示踪技术检测发现上部采空区已与小煤窑采空区连通,造成8901采空区外部漏风严重,导致采空区内煤炭自燃,产生大量CO。针对8901综放工作面采空区自然发火的危险性,采取了前述采空区自燃综合防治措施。

采取措施前后8901综放工作面各种气体变化情况如表3所示。综合措施实施后,CO浓度由最高时的1.5×10-3降至0,CH4浓度由最高5.9×10-6,降为1.8×10-6,CO2 、C2H4 、C2H6 、C3H8浓度分别由最高时的736×10-6、0.5×10-6、1.5×10-6、0.5×10-6降至365×10-6、0.1×10-6、0.3×10-6、0.1×10-6,取得了良好的效果。

4 结语

1) 通过煤样变温条件下吸氧实验,分析出温度超过90 ℃时14-2#煤吸氧量大于14-3#煤,温度小于90 ℃时14-3#煤吸氧速率和吸氧量比14-2#煤大。

2) 14-2#煤层煤样自然发火实验表明,在煤样自然发火过程中耗氧速率、CO产生率、CO2产生率等基础参数随温度升高而增大,在超过70 ℃时耗氧速率等参数迅速增大,这说明在进行煤炭自然发火防治时必须从煤层的自然发火倾向性、供氧条件及蓄放热环境等因素着手,综合分析,采取有针对性的措施。

3) 在采空区火源位置不清、漏风通道不明等情况下,仅采用某一种防灭火措施并不能够彻底治理煤炭自然发火隐患,只有采取综合防灭火治理措施才能取得较好的效果。

摘要：燕子山矿目前的主采煤层为易自燃煤层,巷道顶煤和采空区遗煤自然发火危险性大,严重影响矿井安全生产。为了有效防治煤炭自燃,首先对煤炭自燃特性参数进行实验室测定,掌握煤炭自燃的基本规律,在此基础上结合矿井实际条件提出了综合防灭火技术,实施效果良好,降低了巷道顶煤和采空区遗煤自然发火的危险性。

关键词：煤炭自燃,参数测试,综合防灭火技术

参考文献

[1]胡社荣,蒋大成.煤层自燃灾害现状与防治对策[J].中国地质灾害与防治学报,2001,11(4):69-71.

[2]王省身,张国枢.矿井火灾防治[M].徐州:中国矿业大学出版社,1990.

[3]余明高.中国煤炭防灭火技术的最新进展及应用[J].矿业安全与环保,2000,27(2):21-26.

[4]杨胜强,张人伟,邸志前,等.煤炭自燃及常用防灭火措施的阻燃机理分析[J].煤炭学报,1998,23(6):620-623.

[5]文虎,徐精彩,葛岭梅.煤自燃特性测试技术及数值分析[J].北京科技大学学报,2001,23(6):499-501.

[6]Ren T X,Edwards J S,Clarke D.Adiabatic oxidation studyon the propensity of pulverized coals to spontaneouscombustion[J].Fuel,1999,78(11):1611-1620.

[7]Beamisha B B,Barakat M A.Adiabatic testing proceduresfor determining the self-heating propensity of coal andsample ageing effects[J].Thermochimica Acta,2000(362):79-87.

[8]张如意.煤矿用防火材料及阻化剂[J].矿业安全与环保,1999,26(1):6-7.

煤炭自燃预测预报及防治技术 第2篇

一、煤炭自燃预测预报技术

(一) 预测技术。

预测技术是在煤层尚未出现自然发火征兆之前 (潜伏期) , 采取不同方法对煤炭自燃危险性、易自燃危险区域、自然发火期等重要火灾参数指标做出超前判识的一种技术。

1、煤的自燃危险性预测。

煤炭自燃危险性预测技术主要包括煤自燃倾向性实验测试法、综合评判预测法。

(1) 自燃倾向性实验测试法。煤自燃倾向性的测试方法很多, 主要包括:绝热测试法、着火点温度法、双氧水法 (H2O2) 、静态吸氧法、高温活化能法、差热分析法 (DTA) 、热重法 (TG) 、交叉点法 (CPT) 。其中, 绝热测试法被公认为是最科学、最准确的测试方法, 但是由于其耗时长而未能得到广泛应用。

20世纪九十年代, 我国采用煤科总院抚顺分院研究并已纳入《煤矿安全规程》的色谱吸氧鉴定法作为法定方法。戚颖敏、钱国胤采用双回路流动色谱法研究煤低温吸附流态氧的特性, 将煤的自燃倾向性分为容易自燃、自燃和不易自燃。由于吸氧法不能反映煤自燃的本质, 并且煤炭自燃是由煤在不同温度下与氧的反应共同决定的, 因此吸氧法测试结果不能全面反映煤的自燃倾向性, 与实际有一定误差。

(2) 综合评判预测法。陈立文等对影响煤层自燃危险程度内、外因素, 进行主观判断、分析评分, 应用模糊数学理论, 对开采煤层自燃危险程度进行综合评判预测。王省身、蒋军成等人运用神经网络的方法, 以影响开采煤层自燃危险性的三个主要因素作为预测指标, 预测煤层自燃的危险程度。施式亮、刘宝琛等用防火系数作为预测指标, 建立了人工神经网络的时间序列煤自然发火预测模型来判断自然发火程度。田水承、李红霞应用煤自燃倾向性、煤层厚度、煤层倾角、煤的固性系数及开采参数运用模糊聚类法对自然发火危险性进行了分类。

2、煤自燃危险区域判定。

煤自燃危险区域的探测方法主要有:经验统计法、无线电波法、地质雷达探测法、遥感技术、地面物探法、气体探测法。近几年, 根据火区产生的能量或放射性气体, 如氡气, 并逐渐形成了氡气探测法。20世纪八十年代以来, 太原理工大学防灭火课题组进行了地面同位素测氡法探测煤层自燃火源位置与范围的研究。目前, 探测深度可达500m, 理论研究可达800~1200m, 且能探测出高温氧化点。

3、煤层自然发火期预测。

余明高、王清安等人和煤炭科学研究总院重庆分院的黄之聪和岳超平等人, 根据煤与氧反应的热平衡, 建立了最短自然发火期解算模型以及相应的实验方法, 准确率达到75%~86%, 对现场安全生产具有一定的指导作用。邓军等运用灰色系统理论, 建立了在确定蓄散热条件下的煤最短自然发火期灰色预测模型, 能真实地反映出煤层自燃性与煤的灰分、挥发分、硫分和含氧量等的影响关系, 可用于煤自然发火期的定性预测。王大尉提出了基于活化能指标的自然发火期的求法。该方法是先求出煤的活化能, 然后结合煤的氧化反应速度方程来确定煤的自然发火期。陆卫东等提出了基于L-M (Levemberg-Marquardt) BP神经网络预测采煤工作面最短自然发火期, 并开发了煤自然发火期预测仿真系统软件, 为制定预防采场自然发火的技术措施提供了可靠的技术参数。杨永良建立了煤实验条件下最短自然发火期计算模型。该方法实验周期短、用煤量少, 应用的参数均来自实测结果, 确保了计算结果的准确性。

(二) 预报技术。

预报方法主要有标志气体分析法、测温法、光电法、电离法、烟雾法、磁力预测法等。近年来, 随着气味传感器的问世, 又逐步形成了气味分析法。我国主要采用气体分析法和测温法, 并以气体分析法为主。

1、气体分析法。

气体分析法是以煤自然发火过程中的气体产物规律来预测预报煤自然发火的过程。八十年代煤矿普及气相色谱分析法, 并成功研制了束管监测系统。“八五”期间研制的GC-85型矿井火灾多参数色谱监测系统, 不仅提高了分析精度, 而且使分析组分扩充为CO、CH4、C2H4、C2H6、C2H2等以及包括SF6在内的矿井火灾的微量气体全组分分析。

2、测温法。

测温法可分为两类: (1) 直接用检测到的温度值进行预报或报警; (2) 通过监测点温度的变化特性进行预报。温度监测用的传感器主要有热电偶、测温电阻、热敏材料、红外线等。红外线探测法是利用红外线探测仪进行探测。红外线探测仪有红外测温仪和红外热成像仪, 应用最多的是红外测温仪。我国兖州、开滦、徐州等矿区采用红外测温仪测定井下煤壁温度。测温仪表与测温传感器联合测温法, 这是目前国内外最为广泛应用的一种方法, 兖州矿区东滩煤矿即采用此法测量煤温。

3、气味分析法。

2005年日本等国研制成功一种气味传感器。该检测方法不但能有效地预防煤矿内因火灾, 而且能及时发现煤矿外因火灾, 并且预报早期温度比传统的气体检测法提前20℃~30℃, 具有重大的社会和经济效益。

无线传感器网络温度监测技术是近年来逐步发展起来的监测, 煤自然发火的新的预测方法。太原电子研究设计院于2008年初就开始了对采空区温度无线自组网传感器监测系统的研究和开发, 逐步开辟了煤自燃温度场无线网络监测预警技术的新领域。

二、煤炭自燃火灾防治措施

“预防为主, 消防并举”是矿井防灭火工作的指导方针, 是防治自燃火灾必须遵循的原则。为了防治煤炭自燃, 国内外广泛采用注水、灌浆、喷洒阻化剂、注惰气等技术。近年来, 又较广泛地采用了凝胶、胶体泥浆、阻化汽雾、泡沫树脂等防灭火技术。

(一) 灌浆技术。

在20世纪五十年代, 灌浆技术成为我国煤矿防灭火技术的主要手段, 是一种简单易行、比较可靠的防灭火技术。其具有隔氧, 散热、降温, 加速冒落煤岩的胶结的作用。

(二) 阻化剂技术。

目前, 常用的阻化剂主要是氯化物。阻化剂防灭火技术包括: (1) 喷洒阻化剂防灭火技术, 是将含有阻化剂的水溶液均匀喷洒到煤体表面, 以达到防灭火的目的; (2) 汽雾阻化防灭火技术, 是将受一定压力下的阻化剂水溶液通过雾化器转化成为阻化剂汽雾, 汽雾发生器喷射出的微小雾粒可以漏风风流为载体飘移到采空区内, 从而达到采空区防灭火的目的。此防灭火技术在八十年代铜川矿务局试验成功。

(三) 惰化技术。

惰化技术就是将惰性气体或其他惰性物质送入拟处理区, 抑制煤层自燃的技术。惰性物质主要有黄泥浆、粉煤灰、阻化剂和阻化泥浆等。其中, 粉煤灰注浆和阻化剂具有较大优势, 可以取自某些废弃物再利用, 多用于厚煤层采全高或分层开采。惰性气体技术从20世纪七十年代开始在德、法、英等发达国家煤矿中大量使用, 其实质是向火区注入以N2和CO2为主的惰性气体, 达到防灭火的目的。惰性气体泡沫防灭火材料主要是氮气泡沫、二氧化碳泡沫等。该技术避免了“拉沟”现象;适于采空区或煤堆深部的煤炭自燃。但由于泡沫很容易破灭, 加上只有液相水, 一旦水分挥发, 防灭火性能就消失。

(四) 三相泡沫防灭火技术。

三相泡沫是将不溶性的固态不燃物 (如粉煤灰或黄泥) 分散在液体 (水) 中, 通入惰性气体 (N2) 或空气并添加极少量的添加剂 (发泡剂和稳泡剂) 通过三相泡沫发泡器充分搅拌混合, 形成固体颗粒均匀附着在气泡壁上的大量富集的含有气-液-固三相的体系。该技术集注浆、注泡沫、注惰性气体和注阻化剂的综合防灭火功能, 又克服了各自技术的不足。

(五) 凝胶技术。

凝胶材料分为无机凝胶和高分子凝胶, 具有固水性、吸热降温性、密封堵漏性和阻化性, 因此, 通过向煤体裂隙或冒落区中注入凝胶材料, 可以降低漏入煤体或冒落区的风量, 并吸收煤体氧化产生的热量, 从而减缓煤氧化自燃的速度, 使已自燃氧化的煤体在缺氧环境下停止氧化。

(六) 堵漏风防灭火技术。

堵漏风防灭火技术用于采空区密闭堵漏风、隔离煤柱裂隙堵漏风、无煤柱工作面巷道巷帮隔离带堵漏风等多个场合, 初期的堵漏防灭火措施主要为灌注黄泥浆、砂浆等, 近年来研究成功了各种性能优良的新型充填堵漏材料, 如无机固化粉煤灰、轻质膨胀快速密闭堵漏材料等。目前, 堵漏的主要手段是水泥喷浆和泡沫喷涂, 水泥喷浆工作量大, 回弹多, 抗动压性差;泡沫堵漏性能好, 抗动压性好, 但其成本较高, 高温时分解, 释放出有害气体。

(七) 均压防灭火技术。

均压防灭火技术是采用通风的方法减少自燃危险区域漏风通道两端的压差, 使漏风量趋近于零, 从而断绝氧源, 起到防灭火的作用。该技术能降低大量的漏风, 缩小采空区氧化带范围, 但工作面两端压差不可能降低为零, 因此对工作面顺槽顶煤、上分层采空区、煤柱自燃预防作用不大。我国自20世纪五十年代初开始研究和应用均压通风防灭火技术, 先后在全国许多煤矿进行了实践。在煤矿的正常开采过程中均压通风已经成为一项系统的、常规的、成本低并行之有效的矿井防灭火技术措施。

三、结语

目前的预测、预报技术虽对煤炭自燃火灾的防治起到较大作用, 但为进一步提高预测预报准确率有必要深入研究煤的自燃机理及实际条件下煤炭自燃预测预报技术;煤矿防灭火技术的设计、实施与实现是一项复杂的系统工程, 只有通过加强应用基础理论研究, 开发适用性防灭火材料、技术、工艺与装备, 有效控制煤矿火灾扩大与继发性灾害, 将各种技术有机地结合起来, 才能实现全矿井防灭火系统的技术创新。

摘要：本文总结煤炭自燃预测预报技术, 其中预测技术包括煤的自燃危险性预测、煤的自燃危险区域判定、煤层自燃发火期预测等技术;预报技术包括气体分析法、测温法、气味分析法等技术;煤自燃防治措施主要有灌浆技术、阻化剂技术、惰化技术等。

某矿煤炭自燃发火期研究 第3篇

1 最短自然发火期模型

前苏联学者N.B.卡连金提出的测得煤的吸氧速度, 在绝热条件下, 将煤吸附氧气时所放出的吸附热, 用于加热煤体和使煤中水分、瓦斯等释放, 并使煤体升温达到着火温度所需要的时间, 记为煤的最短自然发火期, 由此建立煤的最短自然发火期的计算模型为:

2 实验设备 (Experimental equipment)

煤样的氧化升温实验, 其实验装置流程图如图1所示:

3 煤的吸氧速度常数测定

在上述最短发火期测定基础上, 采用前苏联学者N.B卡连金建立的煤吸氧蓄热研究, 以煤吸氧速度常数为基础的检测工艺及其数据处理方法。通过建立小试样绝热煤自燃实验装置, 测定煤吸氧速度常数, 计算煤的自然发火期。

依据煤氧化合学说观点, 煤的吸氧速度是煤的自燃倾向性最合适的指标。煤炭吸氧速度的方法多种多样, 实验条件越接近实际条件, 实验结果越可靠。氧化温度不同, 煤的吸氧规律不同。所以, 煤的自燃倾向性需用反应煤进行氧化的趋势来表示, 这样就可以尽量减小实验温度对这一指标的影响。

基于以上论述, 实验采用在20℃~80℃之间作3个分区, 分析出三个区的吸氧速度常数Kc, 从而得出煤低温氧化吸附热使煤体升温所需的时间△T, 最后求和即得出总的发火期T。

本次实验选取某矿煤样, 将原煤制成煤样 (0.25~0.125mm粒径) , 采集120g用于实验研究。通入空气 (气流速度为20ml/min) 在煤样罐中;通过温度传感器得到煤样的温度。确保实验装置密闭完好, 以1℃/min速度加温。煤样温度达到40℃保持炉温恒温80分钟、60℃保持炉温恒温80分钟、80℃保持炉温恒温80分钟后, 得出氧气浓度数据。由下面的计算公式可计算煤样的吸氧速度。

式中:ΔCo2——气体中氧气浓度差=煤样罐进气口处的氧气浓度-煤样罐出口处的氧气浓度。

v——气体流动速度, m3/s;

m——煤样质量, kg。

本次试验空气的氧气浓度为20.09%, 试验数据见表2-3。

4 煤样的最短自然发火期的计算

根据公式 (1) 可计算得到煤样的最短自然发火期。计算所选参数及计算结果见表2-5。

5 最短自然发火期结果分析

某矿的煤层的发火期相应较短, 实际统计只为一个月左右, 3煤、9煤分别为40和47天;均与矿井实际统计的结果比较相近。实验得出的自然发火期只能可以作为参考;另外, 煤样粒径不同, 实验结果不同。

由于该自然发火期模型是假设煤处于绝热状态下进行计算的, 所计算的自然发火期, 与实际的自然发火期实际的自然发火期有一定的出入。煤的自然发火期从一个侧面表征了煤内在的物理化学特性及外部因素的影响, 对于不同的煤种及不同的外在影响因素, 其发火期差别很大。所以在对自然发火期的确定要在具体的煤种及外部影响因素的条件下才能得到其数值解。同时, 发火期也在一定程度上表征了煤自燃的危险性, 通过对发火期的研究, 可以对煤的自然发火的危险性评价和预测有更进一步的认识。

摘要：文章采用最短自然发火期模型, 通过实验对某矿煤炭自燃发火期进行研究, 矿井防治自然发火提供建议。

关键词：煤炭自燃,发火期研究

参考文献

[1]牛永东等, 煤层自然发火期测试方法的实验研究, 能源技术与管理, 2011 (3)

巷道冒顶煤炭自燃发火的预防和处理 第4篇

巷道冒顶煤炭自燃火灾是煤矿井下特定环境中煤炭自燃的一种内因火灾。它发生的先决条件是巷道冒顶的产生。巷道冒顶在巷道施工中随时都可能出现，这些冒顶大都出现在有大量风流通过的巷道，且有支撑物的掩护；因而巷道冒顶煤炭自燃火灾较其它内因火灾有更大的隐蔽性和危险性，也比较难以选择合适的灭火措施。巷道冒顶煤炭自燃发火灭火方法的选择要根据火区发展的程度，巷道冒顶的具体形状和具体环境进行确定。

1 巷道冒顶形成原因

巷道冒顶空洞是形成巷道冒顶煤炭自燃发火的必要条件。巷道冒顶空洞的形成主要与巷道施工质量、地质构造等有关。

(1）地质构造处易发生冒顶。在巷道施工过程中遇到断层、褶曲等地质构造时，由于过断层的方法处理失当，往往留下少量的三角顶炭（图1）。这些顶炭受压后冒落，形成巷道冒顶空洞。在过断层时，根据断层走向如能正确掌握过断层的方法将巷道穿至或穿过断层线，然后沿煤层施工巷道则可以避免巷道冒顶空洞的产生。

(2）大倾角煤层中施工巷道易发生冒顶。在倾角较大的煤层中施工巷道时，使用传统的支护方式如拱形、正梯形支护时，棚梁上的三角顶炭受压后形成巷道冒顶。

2 巷道冒顶煤炭自燃发火原因分析

2.1 巷道冒顶处多裂隙的残煤为发火创造聚热条件

容易发生巷道冒顶的地点一般来说矿山压力都特别显著，在巷道施工完毕后，煤体原有的压力平衡被破坏，造成局部压力集中。在巷道支撑物不完好的情况下，压酥的煤体一部分冒落，剩余的部分残煤在矿压作用下产生大量裂隙，且冒落空洞表面不规则，增加了与空气的氧化接触面积，为氧化聚热创造了良好的条件。

2.2 冒顶空洞存在连续供氧条件

连续供氧是煤炭自燃发火决定性的因素之一，而巷道冒顶空洞内残煤的供氧方式和其它内因火灾相比有其特殊性。一般供风巷道的冒顶空洞，存在着以下两种连续供氧方式：

(1）冒顶空洞内残煤氧化后，温度升高、与冒顶下方巷道内气温有一温差，使其间产生微量热风压。巷道中低温空气气流在热风压的作用下，自然流向冒顶空洞的顶部，为连续供氧创造了条件。热风压直接用下式计算：hr=Zr△T/T

式中，Z—巷道冒顶空洞高度；r—巷道中的空气重率；△T—巷道冒顶空洞上下温度差；T—巷道中的空气温度。

由上式可知，热风压的大小与冒顶深度有关，与冒顶空洞上下两端的温差有关。冒顶愈深，温差愈大，热风压愈大，由此产生的风量愈大。由上式也可看出，在冒顶深度一定的情况下，热风压的大小直接与冒顶空洞上下两端的温差有关，而冒顶点存在时间愈长，冒顶点聚热愈多，则热风压也愈突出。

(2）巷道中呈紊流状态运动的风流，其空气分子不断撞击冒顶空洞内的空气分子，空洞内的空气分子获得能量往顶部依次传递，这就是所谓的扩散通风，也是冒顶空洞连续供氧的主要方式。

3 巷道冒顶煤炭自燃发火的预防

由前述可知，巷道冒顶空洞是造成顶部煤炭自燃发火的必要条件，因此在巷道施工或使用过程中及时正确地处理所产生的冒顶是预防巷道冒顶自燃发火的关键。冒顶煤炭自燃火灾的处理有以下几种方法。

(1）接顶封闭法。这种方法适用于巷道冒顶范围小且冒落高度不深的情况。具体做法是用水泥板封堵，上面用黄泥、砂浆等不燃性材料密封、充填。

(2）改变形状法。这种方法主要是根据扩散通风的原理，利用改变巷道冒顶空洞的形状，有意识地增强巷道冒顶空洞的扩散通风能力，使冒顶顶部氧化产生的热量被及时带走，不致于造成聚热发火。具体做法是将冒顶区域与巷道接触部分修成光滑的弧状，使巷道中的风流易于往冒顶顶部扩散。这种方法适合于巷道冒顶不深且冒顶范围较大的巷道冒顶点。

(3）导风法。利用适当的导风设施，如木板、风障、金属风筒等将风流引入巷道冒顶点，使冒顶点氧化产生的热量及时排出。这种方法适合于冒落范围不大但冒落高度较大的情况（图2）。

4 巷道冒顶煤炭自燃火灾的处理

巷道冒顶煤炭自燃火灾的处理方法多种多样，但如何保证火区处理得迅速、有效，往往要根据冒顶火区的着火程度、火区面积、冒顶空洞形状等具体情况作出具体选择。

(1）卸顶法。卸顶法是处理冒顶煤炭自燃火灾比较常用的一种方法。具体做法是用长把工具将高温燃烧的残煤卸掉，消除冒顶空洞中的可燃物，然后结合插管喷水将火灭掉。这种方法适合于着火时间短、着火范围不大且巷道冒顶不深的情况。

(2）插管注水法。根据水能吸热的物理特性，直接将高压水管插入冒顶火区直接进行喷水灭火。在残煤明火灭掉之后，水在冒顶空洞中的高温作用下，蒸发产生蒸汽，在煤体表面形成水膜，阻止氧气和煤的接触，并排出冒顶空洞中的氧气，达到降温灭火的目的。

(3）打钻注水法。在巷道冒顶比较深，冒顶范围大，火源点具体位置不能确定，而采取了上述两种方法均不能达到灭火的目的情况下，利用岩石电钻在冒顶点附近，从不同角度向冒顶火区的顶部，两侧打钻孔插管注水。岩石电钻打眼时可能将钻孔打入冒顶区，而冒顶区的钻孔短时间内容易造成垮孔，无法插管。所以钻孔尽量打在冒顶火区的顶部和两侧，距火源保持0.5m左右（图3）。由于具体着火位置不能确定，因而打钻也不可能一次成功，须在不同位置，不同角度多打钻孔方能奏效。

(4）喷浆法。利用喷浆法处理巷道冒顶煤炭自燃火灾实质上也是隔离灭火的一种方法。在巷道冒顶面积大，但冒高不深时选用长把工具卸掉部分活矸或活炭，然后在冒顶内表层用混凝土作原料进行喷浆。喷浆既可改善空气与煤体接触面的光滑程度，又可形成牢固的支护，同时又形成一层致密的隔氧层，从而达到灭火的目的。

摘要：根据煤矿井下生产实际,对巷道冒顶形成的原因及容易产生巷道冒顶的地点、冒顶自燃发火机理、以及巷道冒顶煤炭自燃发火的预防和处理措施进行了初步分析。

采空区煤炭自燃综合评价方法及应用 第5篇

1 评价项目和评价类目的确定

评价项目的合理设置直接影响着评价模型的合理性, 是建立模型的首要工作。根据理论分析和现场调查, 把影响采空区煤炭自燃的主要因素确定为15个评价项目, 并把每个项目划分为3个类目, 共45个类目, 用 x1, x2, …, x15 表示各项目, 用Cij ( i = 1, 2, …, 15; j = 1, 2, 3) 表示各类目。

1) x1:

煤的变质程度。C11:煤的变质程度低, 煤炭趋于容易自燃;C12:煤的变质程度一般, 煤炭趋于自燃;C13:煤的变质程度高, 煤炭趋于不易自燃。

2) x2:

煤的分子结构。C21:煤的分子结构中含氧官能团多、分子结构酥松, 煤炭趋于容易自燃;C22:煤的分子结构中含氧官能团较多、分子结构较酥松, 煤炭趋于自燃;C23:煤的分子结构中含氧官能团少、分子结构紧密, 煤炭趋于不易自燃。

3) x3:

煤岩成分。C31:镜煤和亮煤含量较多, 煤炭趋于容易自燃;C32:镜煤和亮煤含量较少, 煤炭趋于自燃;C33:暗煤含量较多, 煤炭趋于不易自燃。

4) x4:

煤的含硫量及其他矿物质成分。C41:煤的含硫量大于3%, 煤炭趋于容易自燃;C42:煤的含硫量小于3%, 煤炭趋于自燃;C43:煤中不含硫, 煤炭趋于不易自燃。

5) x5:

煤中水分。C51:煤中水分少, 煤炭趋于容易自燃;C52:煤中水分较多, 煤炭趋于自燃;C53:煤中水分多, 煤炭趋于不易自燃。

6) x6:

煤的孔隙率和脆性。C61:煤的孔隙率和脆性大, 煤炭趋于容易自燃;C62:煤的孔隙率和脆性较大, 煤炭趋于自燃;C63:煤的孔隙率和脆性小, 煤炭趋于不易自燃。

7) x7:

煤层瓦斯含量。C71:煤层瓦斯含量小, 吸氧量大, 煤炭趋于容易自燃;C72:煤层瓦斯含量较大, 吸氧量较少, 煤炭趋于自燃;C73:煤层瓦斯含量大, 吸氧量少, 煤炭趋于不易自燃。

8) x8:

煤层厚度。C81:煤层厚度大, 煤炭趋于容易自燃;C82:煤层厚度较大, 煤炭趋于自燃;C83:煤层厚度小, 煤炭趋于不易自燃。

9) x9:

煤层倾角。C91:煤层倾角大, 煤炭趋于容易自燃;C92:煤层倾角较大, 煤炭趋于自燃;C93:煤层倾角小, 煤炭趋于不易自燃。

10) x10:

煤层顶板岩性。C101:坚硬难垮落型顶板, 煤炭趋于容易自燃;C102:坚硬较难垮落型顶板, 煤炭趋于自燃;C103:松软易垮落型顶板, 煤炭趋于不易自燃。

11) x11:

地质构造。C111:地质构造复杂, 断层、褶皱多, 煤炭趋于容易自燃;C112:地质构造较复杂, 断层、褶皱较多, 煤炭趋于自燃;C113:地质构造简单, 断层、褶皱少, 煤炭趋于不易自燃。

12) x12:

开采技术因素。C121:工作面推进速度慢, 采空区遗煤多, 煤炭趋于容易自燃;C122:工作面推进速度较快, 采空区遗煤较少, 煤炭趋于自燃;C123:工作面推进速度快, 采空区遗煤少, 煤炭趋于不易自燃。

13) x13:

漏风强度。C131:漏风强度为0.4~0.8 m3/ (min·m2) [1], 煤炭趋于容易自燃;C132:漏风强度为0.06~ 0.4 m3/ (min·m2) 和漏风强度为0.8~1.2 m3/ (min·m2) , 煤炭趋于自燃;C133:漏风强度大于1.2 m3/ (min·m2) 和漏风强度小于0.06 m3/ (min·m2) , 煤炭趋于不易自燃。

14) x14:

预防措施。C141:没有采取预防措施或预防措施无效, 煤炭趋于容易自燃;C142:预防措施效果不好, 煤炭趋于自燃;C143:预防措施有效, 煤炭趋于不易自燃。

15) x15:

安全管理。C151:监测设备不齐全、管理人员素质低, 煤炭趋于容易自燃;C152:监测设备较齐全、管理人员素质较高, 煤炭趋于自燃;C153:监测设备齐全、管理人员素质高, 煤炭趋于不易自燃。

2 评价步骤

2.1 评价指标

影响采空区煤炭自燃的论域确定为 15个评价指标, 即:U = { u1, u2, …, up} = { x1, x2, …, x15}= {煤的变质程度、煤的分子结构、煤岩成分、煤的含硫量及其他矿物质成分、煤中水分、煤的孔隙率和脆性、煤层瓦斯含量、煤层厚度、煤层倾角、煤层顶板岩性、地质构造、开采技术因素、漏风强度、预防措施、安全管理}。

2.2 评价等级

把采空区煤炭自燃危险性划分为 3 个等级:危险、较危险、安全, 即: V = { v1, v2, v3}= {危险, 较危险, 安全}。

2.3 评价因素

以评价论域中的x15 (安全管理) 为例, 某煤矿的安全管理并不是属于C151、C152和C153中的一类, 也就是说安全管理对以上3个模糊集合的属性并不是“非此即彼”, 而往往是“亦此亦彼”。为此, 先从单方面 (指标) 考虑, 即单因素评价, 然后再综合得到总的评价结果。

可以聘请一批专家, 采用专家评价法。以 x15为例, 为了得到 x15对C151、C152、C153的隶属度, 请n位专家进行评价, 认为某个煤的变质程度属于C151的有n1人, 认为属于C152的有n2人, 认为属于C153的有n3人, 可以用 n1/n、n2/n、n3/n 作为 x15 对C151、C152、C153的隶属度, 即R15 = { r151, r152, r153} = { n1/n, n2/n, n3/n }。其他评价指标同样可以得到各自的隶属度, 即可得到模糊关系矩阵R:

undefined

2.4 权向量

确定评价因素的模糊权向量 A= ( a1, a2, …, ap) 。模糊权向量的确定多采用专家估计法, 即请几位专家分别估计出评价指标 xi 对采空区煤炭自燃的隶属度, 然后对不同专家的估计结果求平均并归一化就可以得到A[2]。

2.5 评价结果

利用合适的合成算子将A与各被评事物的模糊关系矩阵R合成, 得到各被评事物的模糊综合评价结果向量B。采用M (●, ⊕) 算子进行模糊变换, 即:

undefined

由此可得:

undefined

3 实例应用

3.1 矿井概况

某矿A1煤层煤炭自然发火严重, 自然发火期最短只有15 d。工作面走向长1 500 m, 倾斜长40 m, 煤层总厚3.2 m, 无夹矸, 煤层倾角65°。采用柔性掩护支架采煤法。A1煤层为黑色、块状, 具沥青—油脂光泽, 属半光亮型、煤层结构简单、发育稳定的中厚煤层。煤层直接顶粉砂岩厚2.9 m, 呈灰色、块状, 层面含白云母片, 中夹少量细砂条带, 含泥质结核, 节理不发育。直接底粉砂岩厚1.9 m, 呈灰色、块状, 富含白云母片, 顶部富根茎化石。本段煤层走向303°~305°, 倾角NE∠65°, 为急倾斜单斜煤层。煤层结构不受大的断层影响。由于受采动影响, 本段煤层产生垮落带和裂隙带。A1煤层底板为太原群灰岩含水层。A1煤层煤样的自燃倾向性鉴定实验结果如表1所示。

3.2 评价结果

确定模糊关系矩阵R:

undefined, 则模糊综合评价结果向量B:

B=A。R= (0.599, 0.318, 0.083)

4 综合评价结果分析

采用最大隶属度原则求a[3]:

undefined

其中:undefined, undefined表示B中的第二大分量。

即undefined, 求出的a= 0.626>0.5, 最大隶属度原则是有效的。

由评价结果可以看出, 该矿的采空区煤炭自燃危险性等级为危险。现场对该采空区煤炭自燃危险性判断亦属于危险, 评价结果与实际结果一致。

5 结语

根据模糊数学的原理和方法, 建立了采空区煤炭自燃危险性的模糊综合评价模型。研究实例表明, 应用此模型能够较好地对采空区煤炭自燃危险性进行评价, 采用加权平均法确定采空区煤炭自燃危险性等级可以较好地利用综合评判所得到的信息。通过对采空区煤炭自燃的评价, 可以较好地控制煤炭自燃危险, 有利于对煤矿火灾危险的管理。

参考文献

[1]张国枢.通风安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[2]胡永宏, 贺思辉.综合评价方法[M].北京:科学出版社, 2000.

煤炭自燃特性 第6篇

松藻煤矿开采煤层共有3层, 以K3煤层发育最好, 煤质松软, 是矿井的主采煤层, 而且被科学研究总院鉴定为3类, 即为不容易自燃的煤层, 但是, 出乎所有人的意料, 这一中厚煤层内的火灾标志性气体CO, 其浓度竟然在不断的升高, 到达了自燃的警戒线, 很容易发生火灾隐患, 以下是对此情况的具体介绍。

1 中厚层的采空区自燃现象

2311-1回采工作面位于+327m~+280m阶段, 主石门至S2#石门之间。通道长度为六百米左右, 倾斜的宽度约为一百二十米。本煤矿的开采在2006年8月份结束, 通道内的设备全面撤回, 并且, 在回采结束后的一个月后, 就对通道进行了封闭措施, 做法是在采面进回风石门及尾排石门等通往采空区的全部通道, 构筑了五道宽为一米的砖墙。因为有国家专科院的鉴定, 对于通道的安全很是放心。但是在封闭通道18个月后, 检测发现回风的石门涌出了数量不少的瓦斯, 谨慎起见, 对石门封闭墙外进行了一氧化碳浓度的检测, 结果出乎人的意料。墙外CO浓度达5×10-5, 墙内CO浓度达2×10-4。立即对该情况采取了通风措施, 发现从密闭墙内出来的瓦斯浓度达1.8%, 墙内CO浓度达3.8×10-4, 温度比正常值高出2℃, 具有自燃的高度危险性。

2 对二氧化碳含量异常的分析

2.1 可能原因一

2311-1综采面采用无通道回撤, 切割段采用锚网梁索联合支护, 回撤后方留有通风道。当液压支架回撤后, 终采线切割垮落不充分造成沿倾斜形成1~2m2的空间。在采面被封闭后, 因为缝隙的原因, 使得封闭通道内留有少量的新鲜空气。

2.2 可能原因二

回撤时, 封闭墙构筑在距离K3煤层底板约二厘米处, 此处岩石有破碎现象, 在金属支柱被撤回时, 墙体本身收到来自上方的压力, 有可能使得上部垮穿K3煤层, 造成封闭不严。

2.3 可能原因三

在采煤通道的终采线以及运输石门处, 存在少量坍落的煤炭, 再加上石门本身未被清理的浮煤的存在, 与密闭通道内的残余氧气结合, 有可能为石门上方着火准备了充分必要的条件。

3 自燃的中厚煤层灭火措施

因为一开始没想到过此煤层会发生自燃现象, 所以对于如何灭火没有一定的方案以及准备工作。但是通过对自燃原因的分析, 采取以下综合措施进行了治理。

3.1 均压通风

对与密闭通道内存在新鲜空气的现象, 而且有可能存在漏洞, 所以, 我们所做的第一个解决方法就是对通道内的气体进行清除, 对于漏洞处进行补漏措施。具体做法是在新建二道石门, 封死了空气的进入通道。并且调整2314采面在+280m主回风上山配风, 并将+280S2#石门调整为进风, 拆除+280S1#石门挡风墙, 使采空区着火点处于均压状态减少采空区漏风。

3.2 打孔注浆

采空区注浆采用黄泥石灰浆和高倍泡沫水溶剂相结合的方式。

3.2.1 对切割终采线及采空区进行注浆。

首先在2314采面回风石门处进行打孔, 孔内必须没有一氧化碳的存在。打孔的数量为四个, 采用的是Φ25mm铁管, 直接插入孔洞的底部, 然后对其进行灌浆处理。灌注固体黄泥石灰浆22m3。直到孔口处有泥浆的流出, 并且水温达到温度不变为止。

3.2.2 对终采线运输巷进行注浆

对切割终采线及采空区进行注浆后, 从2314钻孔穿到2311-1运输巷, 空洞数量为两个。灌注的泥浆与前者相同, 都为固体黄泥石灰浆, 体积要少于前者, 为19.8m3, 同样在孔口处有泥浆的流出, 水温恒定时为止。紧接着一天或者几天后, 对孔洞再次注入高倍泡沫水溶剂

150kg。

3.2.3 对密闭墙周围进行注浆

在2314回风斜石门落平处靠K3巷一侧打3个孔, 在13m斜坡上打2个孔, 在K3第2道密闭前向2311-1运输石门第1道密闭打3个孔, 终孔在2311-1运输巷石门密闭墙周围5m范围内。对所有孔灌注固体黄泥石灰浆22m3, 直到不能注浆为止。

3.3 采用罗克休泡沫中空填充材料治理

在2314回风巷的孔内注入罗克休泡沫0.5t, 密闭2311-1运输巷采空区, 预防运输巷采空区漏风。在2311-1运输巷石门密闭墙周围5m范围内的终孔内, 灌注罗克休1.5t。在其后, 对于墙体上方的空间进行填充, 隔绝外界。与此同时, 在+280S2#下座石门的空洞内灌注马丽散1t, 使之流入K3第2道密闭墙处, 起到加固墙体的目的。具体的灌注方法是:取一Φ8mm的金属, 金属管的一端连接注射枪, 另一端插入孔的底部。注入的是按催化剂∶树脂为1∶4的比例的罗克休, 催化剂与树脂按1∶1比例配注的马丽散。

4 各种措施的最终结果对比

4.1 均压通风的效果

采取均压通风、清风堵漏措施后, 因为解决了空气以及漏洞的存在, 所以暂时解决了采空区的漏风以及氧气的存在。但是, 在一天后对一氧化碳的浓度进行检测时, 发现浓度又有回升的趋势, 所以效果不是很明显, 此种方法不适用。

4.2 灌注黄泥石灰浆的效果

因地球的重力作用, 虽然灌注时, 都是等到泥浆流出孔洞为止, 但是, 对于较高位置的灭火效果不是太好。只能对低洼处的火灾进行很好的灭火, 原因应该是泥浆在流动时, 基本上都集中于低洼处, 隔绝了燃烧物质与氧气的接触, 达到灭火的目的。但是较高的位置依然存在很高浓度的一氧化碳, 治理的效果有好有差。

4.3 新型材料罗克休充填灭火

罗克休因其本身就具有很强的膨胀作用, 在灌注不到一个小时内, 体积就会膨胀到原来的三十倍, 因为很短时间内就增加了很多的体积, 所以对周围的孔洞, 或者是遗留的缝隙具有很强的渗透作用, 能够到达采空区的任何位置, 并且对空间进行绝对封锁。经过一段时间的检测, 没发现一氧化碳浓度升高的现象再次发生。所以, 新型材料罗克休因其作用快, 效果好, 灭火彻底等优点, 在三者中, 效果是最好的一个。

5 结论

通过以上文章可以看出, 在处理采空区, 特别是不易燃的中厚煤层的采空区自燃现象时, 必须注意以下几点:

一首先必须检测出一氧化碳的异常浓度的位置, 有针对性的采取措施。

二方法一的均压通风、清风堵漏, 对于较高位置的自燃现象灭火效果不佳, 只能处理低洼处的燃烧现象, 应用于一氧化碳异常的初期为佳。

三灌注黄泥浆与均压通风的效果相类似, 都是不能完全解决自燃现象, 只能对低洼处的灭火效果较好, 也用于一氧化碳异常的初期。

四罗克休灭火的效果在三者中是最好的一个, 不仅能完全解决一氧化碳异常, 而且, 对于低高空都能达到很好的灭火。应用范围广, 效果明显, 必将作为一种新型材料广泛应用于解决中厚煤层的一氧化碳异常问题中去。

摘要：在松藻煤矿不易自燃的K3中厚煤层采空区内, 火灾标志性气体CO浓度出现异常现象。造成中厚层煤层采空区的自燃现象, 为了解决这一问题, 本文主要讲解了以下几个方面的灭火措施, 比如说清风堵漏、均压通风、灌注黄泥石灰浆和泡沫灭火剂, 以及采用罗克休泡沫充填等, 并对不同的方式进行了比较分析。

关键词：中厚煤层,采空区,自然发火,治理

参考文献

[1]曲延伦.兖州矿区煤巷锚网支护研究与实践[A].西部大开发科教先行与可持续发展—中国科协2000年学术年会文集[C].2000年.[1]曲延伦.兖州矿区煤巷锚网支护研究与实践[A].西部大开发科教先行与可持续发展—中国科协2000年学术年会文集[C].2000年.

[2]赵经彻.兖州矿区厚煤层现代开采体系的研究与发展展望[A].21世纪中国煤炭工业第五次全国会员代表大会暨学术研讨会论文集[C].2001年.[2]赵经彻.兖州矿区厚煤层现代开采体系的研究与发展展望[A].21世纪中国煤炭工业第五次全国会员代表大会暨学术研讨会论文集[C].2001年.

煤炭自燃特性 第7篇

煤自燃是自然界的一种客观现象, 已经存在了数百万年。譬如中国大同侏罗纪煤层距今约两百万年前就开始自燃了[1]。煤炭自燃是一个非常复杂的动态过程, 这个过程由煤体的内在自燃性和外界条件共同决定。煤自燃的原因可以简单的描述为当热量产生的速率大于散发的速率时, 煤温上升至燃点就会引起自燃[2]。

目前防止煤自燃的方法有压实煤堆、减小煤堆的倾斜角度、用同等发热量的泥浆覆盖, 另外还有在煤堆四周用天然或人工的阻拦层围起来, 覆盖惰性物质等保护煤堆的方法[3]。在煤堆表面喷洒凝胶阻化剂是一种较常用的防止煤炭自燃的方法。为了在特定的时间和位置成胶, 必须选择适宜的胶凝时间。胶凝时间可以通过改变胶凝原料的配比浓度和促凝剂的用量来控制。基于环保和成本的考虑, 本文选择水玻璃为基料, 磷酸为促凝剂合成凝胶。

2 凝胶防灭火机理

胶体是介于固体和液体之间的一种材料。其主要成分是水 (硅酸凝胶90%以上均为水) 。水的比热容较大, 水温升高能够吸收大量的热量。当温度较高时, 胶体中的水分汽化能吸收大量的热量, 因而胶体有很好的吸热降温性能。同时胶体的固水性使一定量的水固定在胶体网状结构骨架中, 失去流动性, 所以胶体又具有固体堵塞漏风特性, 可以隔绝煤氧接触, 减少或阻止了煤对氧的物理吸附。此外, 胶体中含有多种离子和分子。其中一些亲电试剂能够与煤表面提供的活性位发生化学吸附, 形成络合物, 使煤表面更加稳定, 失去活性, 从而减少了煤氧化学吸附和化学反应[1]。

胶体的液固转化特性使凝胶类似液体和固体的性质都得到发挥。在成胶前, 基料和促凝剂都是水溶性材料, 粘度近似于水, 由于自重作用液体能够直接渗透到煤层缝隙中。经过一段时间, 混合液发生化学反应, 流动的速度减慢, 直至液体发生凝胶作用停止流动。成胶后, 胶体的粘度是水的上千倍, 能封堵煤体的裂隙风道。

3 实验设计

3.1 基料与促凝剂的选取

防止煤堆自燃的阻化剂要求无毒无害, 对环境无污染;渗透性好, 能进入松散煤体内部;热稳定性好, 阻化寿命长;来源广泛, 成本低廉, 施工工艺简单, 操作简便等。

基于上述考虑, 水玻璃是较合适的基料。它具有良好的粘结性, 耐酸性以及耐高温性。水玻璃能抵抗多数酸的作用 (氢氟酸、热磷酸和高级脂肪酸除外) , 同时在1 200℃高温下不燃烧, 不分解, 强度也不降低, 甚至有所增加[4]。这些特性都有利于防止煤堆自燃阻化效果的实现。

水玻璃溶液在空气中吸收CO2, 并经过干燥和硬化形成硅胶。但该过程较缓慢, 通常需加入促凝剂促使水玻璃的水溶液迅速成胶。目前常用的促凝剂有碳酸氢铵、碳酸氢钠、偏铝酸钠等[5~7]。但它们都有较大弊端:碳酸氢铵作为促凝剂时, 胶凝过程中产生大量的氨气, 对环境造成破坏;碳酸氢钠作为促凝剂时胶凝时间过短, 不适合阻化煤堆的自燃;偏铝酸钠作为阻化剂成本较高。因此, 综合考虑各种因素, 选用磷酸作为促凝剂较为合适。

3.2 实验步骤

本文采用正交实验设计[8]。实验通过方差分析, 确定影响胶体性能的主要因素, 同时基于胶凝时间、胶体强度及经济成本等因素考虑, 最终确定凝胶阻化剂的配方。

正交实验具体步骤如下[9]:

(1) 选因素, 定水平。与胶凝时间和胶体强度有关的主要因素是基料和促凝剂的百分含量。因而确定为2个因素, 3个水平。通过一系列探索性实验, 确定水玻璃的三个水平为7%, 8%和9%, 磷酸的三个水平是3%, 4%和5%。

(2) 选用正交表、排表头、列出实验方案。选用L9 (34) , 可以容纳4个因素, 每个因素取3个水平, 共安排9次实验。

(3) 进行实验并测定参数。主要测定胶凝时间, 观察胶体随时间变化的状态。

4 实验结果及分析

4.1 实验结果

每次实验共配制50 g凝胶, 其组成为水玻璃 (碱性) , 磷酸和水。水玻璃和磷酸均有三个水平, 其余均为水。按照实验步骤进行实验, 记录胶凝时间。正交实验结果如表1所示。

4.2 实验分析

4.2.1 方差分析

一般来说, 直观上可以用每个因子在各个水平上实验值的平均数, 考察此因子对实验结果的影响。但是要断定哪个因子对实验结果影响显著, 直观上是无法判断的。本文采用方差分析法对实验结果进行分析, 准确判定因子对试验结果有无显著作用。

表1中Kj是各因素在j水平上得到的胶凝时间的总和, , QA=UA-P, 其中P的值是各个实验值和的平方值与实验次数的比值。同理因素B的U值及离差平方和Q值也按上述公式计算。误差离差平方和QE=QT-QA-QB, 其中, 即总离差平方和。

一般情况下, 如果用Ln (Sr) 正交表安排实验, 而实际上只有r1个因子 (r1≤r) 。那么每个因子引起的离差平方和的自由度为S-1, 而误差的自由度为n-1-r1 (s-1) 。方差分析如表2所示。

从表中可以看出B因素的均方离差小于误差的均方离差。由于因素水平变化的影响部分很小, 它的偏差实际上是由于误差干扰造成的。所以QB应与QE合并在一起, 用以估计误差影响的大小。误差的自由度越大, 进行显著性检验越灵敏, 所以我们把误差的离差平方和及自由度合并。代入数据得QE′=726, fE=6。均方离差SE2=QE′/6=121, 用误差的均方离差检验余下的因子A。FA′=SA2/SE2得到FA′=6.76。给定α=5%, 查表得Fα (2, 6) =5.14。易见FA′>5.14, 这表明水玻璃的百分含量对胶凝时间有显著的影响。

4.2.2 磷酸对胶凝速率的影响

磷酸加入水玻璃中, 在p H=7附近生成硅酸。硅酸不稳定, 分子内通过缩合形成多聚硅酸, 最后得到硅溶胶。从实验结果可以看出, 水玻璃在一水平时, 磷酸的百分含量越大, 胶凝时间越长。而在二水平时, 结果相反。在三水平时, 出现了波动。

胶凝速率与多种因素有关, 分别是p H值、温度、氧化硅浓度及电解质含量多少等[10]。盐酸作为酸化剂时, p H值与胶凝时间的标准曲线如图1所示。p H在0~10之间时, 胶凝时间有一个最大值和最小值, 有两个增区间与一个减区间。磷酸作为酸化剂时, 与胶凝时间的关系基本趋势与盐酸作为酸化剂时相同。磷酸的含量直接影响了水玻璃溶液的p H值。在水玻璃三个水平, 胶凝时间出现不同的趋势, 是由于水玻璃的含量不同, 即氧化硅的浓度不同。磷酸与氧化硅的浓度决定了水玻璃溶液的p H值, 最终得到表1的实验结果。

4.2.3 离浆作用的影响

凝胶在放置过程中, 缓慢地分离出一部分液体, 该过程称为离浆或脱液收缩。脱液收缩是由于溶液在形成凝胶的过程中, 颗粒间由于相互吸引而进一步靠近和定向移动, 使骨架收缩, 将一部分液体从粒子中脱离出来[10]。硅酸凝胶是非弹性凝胶, 其脱液收缩是不可逆的。主要原因是凝胶中颗粒间发生了进一步强相互作用。本实验成胶以后, 经过一段时间各组凝胶自动缓慢地分离出一部分液体, 实验号4最为明显。随着时间的推移, 凝胶体积减小, 强度也下降。

5 结论

由实验分析可得, 水玻璃的含量对胶凝时间有显著的影响。从经济角度考虑, 水玻璃和磷酸都应该选择一水平, 然而在阻化煤堆自燃时, 胶凝时间应以混合液喷出枪头5~10 min为宜。为实现阻化效果, 水玻璃应选择二水平, 磷酸选择三水平, 即凝胶阻化剂的配比为:水玻璃8%, 磷酸5%, 水87%。

磷酸的含量直接影响了胶凝时间的长短。当磷酸的加入量恰好使水玻璃溶液呈中性时, 胶凝时间最短。用于防止煤堆自燃, 胶凝时间需在一个特定范围内, 因而加入相对于水玻璃含量适宜的磷酸才是可取的。

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