硫铁化物氧化自燃的动力学分析

为研究含硫油品储油罐中硫铁化物的自燃倾向性,采用STA8000同步热分析仪对10,15,20℃/min等不同升温速率和15,20,25 mL/min等不同空气流量下的硫铁化物进行试验,并通过获得的TG-DSC曲线研究试样的自燃特性;在此基础上,根据Coat模型,利用不同反应机理函数对热重数据进行分析。结果表明:该试验条件下,硫铁化物的氧化进程符合三级反应动力学机制;得出了硫铁化物在不同升温速率和空气流量下的表观活化能;在560～746℃温度区间内,随着升温速率的增加,空气流量的加大,活化能数值明显减小,自燃倾向性增大。研究结果可为预防和控制因硫铁化物自燃引发的火灾、爆炸事故提供理论参考。     

肥煤自燃全过程热动力学特征参数研究

实验测定了林西矿肥煤样品30~900℃煤自燃全过程热动力学特征参数,得出:TG/DTG曲线显示煤样DTG初始临界温度45℃,干裂温度122℃,活性温度195℃,增速温度265℃,质量极大值温度342℃,着火温度465℃,最大热失重速率温度515℃和燃尽温度690℃;DSC曲线显示,煤样初始放热温度60℃、最大热释放速率温度511℃。结合TG-DTG-DSC曲线综合分析可知,煤温达到510℃左右时煤样反应最剧烈。由煤自燃标志气体测定实验系统得出:煤温130℃后CO,CO 2释放量迅速增加,210℃增加速度下降;CH 4,C 2 H 6含量变化具有规律性且两者变化相近;C 2 H 4出现温度为130℃;C 2 H 4/C 2 H 6比值在190~350℃有较强的规律性,呈上升趋势且上升速度较快;350℃之后,CH 4,C 2 H 6,C 2 H 4体积分数均开始急剧增大;C 2 H 4/CO与C 2 H 4/CO 2变化趋势大致相同,在130~350℃时缓慢增长,达到350℃后比值呈指数形式上升。经拟合曲线,得到活化能的3个突变点温度:70,180,220℃,其中180℃与交叉点温度相吻合。通过以上研究,得到了肥煤自燃全过程的热力学特征参数,为实际生产中防治煤自燃提供了理论依据。     

FeS引发油罐自燃的活化能指标研究

采用Q600型同步热分析仪对178μm的FeS样品在2、5、8、10和15℃/min 5种不同升温速率下进行了热分析实验。通过对热重数据的计算,分析了FeS在不同动力学机制模型函数中的相关系数。结果表明,FeS的自燃氧化过程符合边界控制反应的收缩圆柱体模型;确定了不同升温速率下FeS样品的活化能和指前因子。研究表明,升温速率对FeS活化能的影响比较明显,随着升温速率的提高,FeS的活化能减小,则含硫油品的自燃倾向性增大。     

煤自燃的热重分析研究

利用实验模拟煤的自然发火过程,运用了非定温热重分析和微分热重分析手段,对4种煤样做了低温氧化实验研究,探讨了煤炭自然发火机理。运用Arrhenius典型方程分析出不同的热重数据,求出了煤样的动力参数,并讨论了煤低温氧化阶段的活化能和煤的自燃倾向性之间的关系。活化能可以作为划分煤自燃倾向性的参考指标。     

以活化能的观点研究煤炭自燃机理

笔者对煤体的性质和结构进行了分析 ,简要地介绍了关于煤炭自燃机理的各种学说。目前有许多学者用不同的方法来研究煤炭的自燃机理 ,笔者从煤活化能的角度来研究煤炭的自燃。由氧化反应方程提出了活化能 ,根据活化分子运动理论解释了活化能的基本概念 ;并建立了相应的煤氧化反应的活化能方程 ,该方程直线部分的斜率 (E/R)可求出氧化反应的活化能。在煤炭自燃进程中 ,随着煤体温度的升高 ,活化能降低 ,氧化反应加速 ,大量的热量产生 ,如此循环 ,最终导致了煤的燃烧。     

基于活化能指标硫矿石自燃倾向性的研究

硫矿石的自燃由它内在的机理因素和外在的影响因素决定,在实验室中研究硫矿石的自燃主要是通过研究矿氧复合的机理来确定和预测其自燃的倾向性.利用动力学求解矿石在不同的粒度和不同的升温速率条件下的活化能,来判定硫矿石的自燃倾向性,为硫矿石自燃的防治提供理论依据.     

空气湿度对煤自燃特性影响的试验研究

为研究空气湿度对煤自燃特性的影响,运用程序升温试验台,在不同环境湿度条件下,对黄陵2号矿4#煤层煤样进行程序升温,分析不同温度下的气体成分,计算煤样在不同温度和湿度条件下的耗氧速率、CO和CO_2产生率,以及煤氧化的表观活化能。结果表明:与在干燥的空气中氧化相比,煤在加湿空气中的耗氧速率、CO和CO_2产生率升高,活化能降低,表明加湿有利于煤自燃;随空气湿度增加,煤体的耗氧速率、cO和CO_2产生率先升高后降低,活化能先降低后增加,表明存在一个最容易使煤氧化自燃的临界空气湿度;黄陵2号矿4#煤层煤样的临界相对湿度为25%左右。     

硫铁矿石热自燃机理研究及其探讨

硫铁矿石自燃是矿山开采中面临的重大灾害之一。矿石自燃不仅会造成巨大的资源浪费和经济损失,还将引发一系列的安全与环境问题。通过研究硫铁矿石自燃的化学热力学机理,掌握了导致硫铁矿自燃的主要原因。利用DSC曲线对硫铁矿自燃过程的氧化特性进行研究,通过对比不同粒径的热流曲线及特征温度点的变化趋势,分析硫铁矿自燃特性的变化规律。应用热分析动力学方法计算了硫铁矿的活化能,比较不同粒径下矿样的活化能大小,为判断其自燃可能性和自燃特性研究提供依据。     

含硫油品自燃倾向性的热分析研究

基于热分析实验,研究了FeS从室温到1 000℃之间的氧化分解基本规律,实验结果表明,FeS对温度变化不敏感,一般在250℃以上才开始受热氧化,而且氧化过程比较缓慢。通过对热重数据的计算,分析了FeS在不同动力学机制模型函数中的相关系数,结果表明,市场购买的FeS样品其自燃氧化过程符合Valensi模型。确定了在873～1 143 K范围FeS的活化能E=260.228 3 kJ/mol,指前因子A=1.06×10-6K/s。     

氧化煤自燃特性实验研究

为解决大柳塔煤矿活鸡兔井12下208综放工作面采空区存在大量氧化煤的遗煤自燃预测问题,对原煤及不同程度的氧化煤进行程序升温实验,分析研究低温氧化特性的变化规律,根据灰色理论对自燃标志气体进行优选。结果表明:原煤与氧化煤的临界温度与干裂温度相差不明显,分别在40~50 ℃与110~120 ℃之间;根据临界温度、干裂温度及其指数增长点将煤低温氧化过程分为缓慢自热（50~＜90 ℃）、加速自热（90~＜120 ℃）、热解裂变（120~＜160 ℃）和热解加速（160~＜200 ℃）4个阶段。在缓慢自热阶段以G2（0.01~＜0.039）和R1（0.001 5~＜0.007 7）为指标;在加速自热阶段以R1（0.007 7~＜0.019 5）和G3(0.000 9～＜0.003 7)为指标;在热解裂变阶段以烯烷比（0~＜0.484）和G3（0.003 7~＜0.037 4）为指标;在热解加速阶段以R1（0.046 8~＜0.072 6）和烯烷比（0.484~＜0.992）为指标气体。实验结果对采空区遗煤的自燃防治具有一定的指导作用。     

煤中掺比伴生硫化物的自燃特性分析

为了深入探究矿井下伴生硫化物对煤自燃及着火燃烧特性的影响,向原煤中添加不同量的含硫物配制4种不同含硫量的煤样,通过TG实验、DSC测试和XRD分析,研究伴生硫化物对煤自燃及着火燃烧特性的影响规律;基于Coats-Redfern法计算煤中掺加不同伴生硫化物时煤燃烧阶段的活化能。研究结果表明:随着煤中掺比伴生硫化物的增多,煤的特征温度相应减小,而吸氧量、可燃和稳燃指数相应增大,原煤中混入伴生硫化物后更易自燃;随着煤中掺比伴生硫化物的增多,煤燃烧阶段的活化能降低,煤更易着火燃烧;伴生硫化物的主要成分为水绿矾、叶绿矾,这些物质在常温下遇水和氧气能够发生化学循环反应,反应放热促使了煤更易自燃;伴生硫化物在温度高于200℃以后整体表现为放热,在温度为565℃时达到放热峰值,这使得煤燃烧阶段的活化能降低,煤更易燃烧。     

不同煤层煤氧化自燃性实验分析

为研究不同煤层煤自然发火特征的异同性及规律,以淮南矿区1号、3号、6号、13号煤层为研究对象,通过自然发火实验,对不同煤层煤的自然发火期周期、煤样70℃时放热强度和R70值进行分析。研究结果表明:4个不同煤层煤样自燃性由强到弱依次为:3煤>6煤>1煤>13煤;变质程度相近的4个煤层,3煤自然发火期最短,这与煤体中硫分和水分含量高有关;13煤变质程度较高,且前期放热强度、耗氧速率增长缓慢,其自燃性较弱;4个不同煤层煤的耗氧速率、CO,CO2产生率,以及C2H4/C2H6值随煤温升高具有相似的变化规律;煤中CH4气体大量解吸出现于煤温60℃之前,煤中灰分在80~120℃开始逐渐吸热融化,解析和融化均会抑制煤氧接触并且减小煤氧反应放热总量。     

碱性水对煤自燃特性影响实验研究

为了研究碱性水对煤自燃特性的影响,选取葫芦素煤矿102工作面煤样作为实验煤样,利用STA-449C型同步热分析仪进行热重实验,研究加入PH=8 NaOH的煤样与原煤以及加入蒸馏水煤样在空气氛围中燃烧失重、放热量、特征温度点等变化规律,并根据Coats-Redfern积分模型计算了3种煤样燃烧反应动力学参数（活化能、指前因子）。研究结果表明:加入碱性水的2号煤样失重量较1,3号少,燃烧失重速率更低;2号煤氧化燃烧温度区间缩短,着火温度点升高,放热量少,比1,3号煤分别少485.0,480.4 J/g;3种煤样反应机理基本遵循一级化学反应函数,2号煤各段活化能高于1,3号煤,但2号煤失水活化能小于3号,表明碱性水具有抑制煤自燃效应。     

含硫油品储罐腐蚀产物自燃性的研究

通过模拟储油罐中硫铁化物的生成方式, 分析和研究了H2S气体在无氧条件下,与不同相对湿度的Fe2O3、Fe3O4和Fe(OH)3反应所生成的硫铁化物的自燃性.不同相对湿度的试样经6 h硫化后,其自燃性明显不同.以Fe2O3试样为例,相对湿度为0的硫化产物氧化升温最高为256 ℃,平均升温速率为10.8 ℃/min; 相对湿度为5%、10%和15%的硫化产物,氧化升温最高温度分别为474 ℃、408 ℃和388 ℃,平均升温速率分别为20.5 ℃/min、18.3 ℃/min和13.5 ℃/min.实验结果表明, 不同相对湿度、不同物质的硫化产物,其自燃性有显著差异,样品的相对湿度对硫化产物的自燃性有重要影响.对各种干燥样品的硫化产物进行电镜分析发现,由不同物质硫化所生成的硫化产物结构不同,致使其自燃性有较大差异.硫铁化物氧化反应放热是引发油罐着火的主要因素.     

弱粘煤低温氧化活性基团与热效应的研究*

为研究煤氧化过程中活性基团的演变规律及热效应的变化特征,利用原位红外实验装置,实时测量煤升温过程中官能团的动态变化,数据处理得到弱粘煤红外波谱图,利用差减法对特征温度点下的红外光谱图进行处理,得到煤样的差示光谱,计算特征温度点下的红外结构参数;采用差示扫描量热仪,测量煤氧化过程中热流的变化,得到弱粘煤的热流曲线图,并对热流曲线进行阶段划分和氧化动力学计算。结果表明:弱粘煤中芳环数量比较少,环周围侧链较长,内部结构疏松,内部毛细管比较发达,内表面积较大,更容易发生自燃;整个氧化过程中羟基最为活跃,含氧官能团次之,其次是脂肪烃;红外参数计算结果HAL,I2整体呈减小趋势,I1,I3整体呈增大趋势;弱粘煤放热阶段的活化能值为25.12～61.26 kJ/mol,并随着升温速率的增大而减小,与此阶段放热量随升温速率的增大而增大相对应。     

采空区亚自燃状态及其向自燃转化研究

针对高危自燃采空区遗留煤发生自燃问题,提出采空区亚自燃状态的概念.开采推进过程中的采空区自燃,都可理解为是从亚自燃状态向自燃状态转化的结果,且其转化过程时间很短,小于最短自然发火期.在不同条件下的自燃过程满足叠加组合原理,采空区亚自燃状态向自燃转化过程是两种以上过程的叠加.转化受亚自燃状态程度(稳定温度)、工作面推进度、漏风供氧、煤堆积状态及防灭火措施(注氮)等因素影响.亚自燃状态理论能够解释生产实践中一旦某一不利因素出现,能在短时间内导致自燃发生的现象(自燃突发性).亚自燃状态概念的提出,将有助于从理论上正确认识实际采空区自燃状态的演变过程,实现早期预防采空区自燃的发生.     

氧浓度对煤低温氧化热效应影响规律研究

为了准确掌握氧浓度对煤低温氧化热效应的影响,采用C80微量量热仪研究低温阶段煤氧化的自热过程,根据单升温速率的非等温动力学分析方法,得到不同氧浓度下煤样的活化能。研究结果表明:氧浓度对实验初始阶段的热流曲线和放热量的影响较小,随着温度的升高,氧浓度对热流曲线和放热量影响逐渐变得明显,放热趋势随着氧浓度的增大而增强;煤样的初始放热温度随着氧浓度的增大而降低;活化能随着氧气浓度的降低呈阶梯式上升;总放热量和氧浓度服从线性方程y=ax+b;与21%（空气气氛）氧浓度相比,15%,10%和5%氧浓度下煤的放热量分别降低了约19%,33%和46%,表明降低氧浓度对煤样的氧化放热具有明显的减缓作用。因此可以加强采空区的密闭性检测、注入惰性气体,使采空区的氧浓度尽可能地低,对采空区煤自热升温的防治有着理论指导意义。     

易自燃厚煤层工作面自然发火CO预测及防治

为了有效预防遗煤自燃,深入研究自然发火初期的CO预测技术。基于回风隅角CO源的理论模型,以Gambit建立相似二维采场模型,数值模拟了采空区自燃“三带”范围,并采用现场束管监测手段对结果进行了验证。利用程序升温实验获得了不同温度段回风隅角CO的极限指标,并与现场实测值对比分析,进而预判采空区遗煤发火程度,为制定有针对性的防治措施提供理论指导。研究结果表明:CO作为低温氧化阶段预测指标对预防遗煤自燃具有重要作用。