深井煤层群首采层Y型通风工作面采空区卸压瓦斯抽采与综合治理研究

以朱集煤矿1111(1)工作面为例,针对深井高瓦斯低透气性煤层群首采层开采卸压瓦斯治理难题,将Y型通风工作面采空区瓦斯运移规律与采空区内部空隙储存卸压瓦斯的优势相结合,提出并实施了强化留巷墙体封闭和Y型通风工作面留巷段采空区卸压瓦斯抽采技术,结合地面钻井抽采采动上部卸压煤层瓦斯,实现了深井煤层群首采层工作面的安全高效回采。1111(1)工作面回采期间,绝对瓦斯涌出量最大72.39 m3/min,平均为43.64 m3/min,在工作面风量2290~2700 m3/min条件下,回风流瓦斯体积分数0.6%以下,平均瓦斯抽采量34.27 m3/min,其中埋管抽采瓦斯纯量平均为21.94 m3/min,占瓦斯抽采总量的64%,工作面回采期间瓦斯平均抽采率为78%,研究成果为今后类似深井煤层群首采层开采的卸压瓦斯抽采和治理提供技术指导。     

近距离煤层群底抽巷瓦斯抽采实验研究

针对山西焦煤集团屯兰矿近距离煤层群开采过程中,采煤工作面底板瓦斯超限的问题,通过对近距离煤层群采掘工作面底板煤岩增透机理分析及回采工作面邻近层瓦斯涌出量计算,得出18205工作面底板瓦斯涌出量增大原因:18205工作面底板受采动影响,煤岩体形成裂隙带和卸压带,煤岩透气性系数成百倍增加,渗透率增大,为下邻近层瓦斯涌出提供了通道;下邻近层9#煤层瓦斯涌出量占18205工作面瓦斯涌出量的比例高达11.4﹪。结合理论分析、计算及开采条件,进行了底抽巷瓦斯抽采实验研究。结果表明:底板瓦斯浓度由0.46%降至0.1%,瓦斯抽放率提高了17%,矿井通风能力得到了提升。     

多煤层近距离保护层开采瓦斯涌出规律及抽采方案研究

 为确保近距离保护层工作面的生产安全,采用分源预测方法对罗州煤矿首采工作面瓦斯涌出规律进行分析,研究表明本煤层瓦斯涌出占16.9%,上邻近层瓦斯涌出占50.7%,下邻近层瓦斯涌出占32.4%。在此基础上对罗州煤矿瓦斯抽采方案进行优化设计,首采工作面采用本煤层顺层平行斜交钻孔、采空区埋管抽采结合通风稀释瓦斯,上邻近层采用高抽巷抽采环形裂隙圈内高浓度瓦斯,下邻近层采用底板穿层钻孔抽采底臌断裂带和底臌变形带内的卸压解吸瓦斯。通过保护层卸压开采配合卸压瓦斯强化抽采方法,降低了卸压煤层瓦斯含量,消除了被保护层煤与瓦斯突出危险性。     

近距离煤层群首采关键卸压层工作面瓦斯综合治理技术

近距离煤层群首采关键卸压层开采后,由于层间距较小,采动卸压后被保护煤层透气性增大数百到数千倍,卸压煤层产生采动裂隙,其相互贯通并与保护层采空区连通,导致被卸压保护煤层解吸瓦斯大量涌向保护层开采空间,造成首采保护层工作面的瓦斯治理更加困难。以淮南新庄孜煤矿近距离煤层群首采关键卸压层62114工作面开采为例,采用沿空留巷Y型通风煤气共采技术,提出并实施了被卸压保护煤层综合抽采瓦斯技术,工作面瓦斯抽采率超过80%,回风流瓦斯浓度低于0.6%,实现了高瓦斯煤层群煤与瓦斯的安全高效共采。     

近距离煤层群中煤组瓦斯集中治理技术研究

土城矿属于煤层群开采,各主采煤层均具有突出危险性,首采保护层回采期间面临着瓦斯突出和涌出量超限2大难题,故提出中煤组集中瓦斯治理技术。根据煤层覆存条件合理选择首采层,可对上覆及下伏煤层有效卸压;保护层顶、底板裂隙带最大发育深度分别为58.9、31.7 m,在保护层回采期间,中煤组各临近层瓦斯均会涌入生产空间。施工穿层长钻孔对首采面及临近层进行瓦斯集中抽放具有显著效果,钻孔有效抽采半径的理论值为2.5 m。对中煤组瓦斯浓度、流量监测结果归一化处理,得到首采层瓦斯抽采比例占整个中煤组的30.6%,预抽300 d时抽采量约5.5×106m3,并可有效降低回采期间邻近层瓦斯涌出量。     

突出煤层群开采卸压规律及瓦斯抽采技术

针对沙曲矿2号煤层近距离高瓦斯煤层群开采时瓦斯涌出量大的问题,通过理论计算及数值模拟分析了顶底板煤岩破坏卸压规律,结合工程经验通过采用顶板高位钻孔布置在工作面上方22.5m裂隙带内,以控制2号煤层及采空区瓦斯,而底板定向长距离钻孔布置在距离2号煤层底板15 m范围内,以控制下伏煤层瓦斯;形成了立体瓦斯抽采模式来强化瓦斯抽采,消除了本煤层及下伏煤层的突出危险性。     

下伏邻近层瓦斯采动卸压运移规律及抽采特征研究

为研究下伏邻近层瓦斯采动卸压运移规律及顺层钻孔瓦斯抽采特征,以屯兰矿2^#煤层为研究对象,基于下伏采动卸压理论、底板采动破坏深度经验公式和稳定同位素测定分析技术,分析了下伏邻近层瓦斯卸压涌出规律,对下伏煤层顺层瓦斯钻孔采动卸压抽采特征进行了研究。结果表明：12507工作面底板采动破坏深度24.80 m,采动卸压后单孔最高抽采浓度75%、流量0.5 m³/min,下伏邻近层瓦斯抽采量占工作面瓦斯抽采总量的27.08%,为实现下伏卸压瓦斯高效治理,需对下伏4^#煤进行采前预抽和采动抽采;根据上隅角瓦斯主要来源及占比,将工作面瓦斯涌出划分为3个阶段,单一煤层主导阶段、邻近层卸压调整阶段及卸压平衡阶段;工作面回采6～100 m时,采空区下伏4^#煤迅速卸压,瓦斯大量涌出至采空区,100 m后下伏4^#煤层瓦斯达到稳定卸压涌出。     

近距离煤层瓦斯涌出影响因素分析及治理

西铭矿为防止近距离煤层开采时瓦斯超限,确保48710工作面安全高效生产,从顶底板应力环境和瓦斯来源空间分布两个方面对近距离煤层开采时瓦斯来源进行分析。基于北七采区其他工作面回采期间瓦斯涌出量情况,预计48710工作面回采期间绝对瓦斯涌出量为18.18 m 3/min,并制定了本煤层顺层钻孔抽采和底抽钻孔穿层抽采的瓦斯治理措施,现场瓦斯抽采结果表明:本煤层顺层钻孔和底抽钻孔平均瓦斯抽采浓度分别为10.58%和43.12%,平均瓦斯抽采纯量分别为1.16 m 3/min和8.84 m 3/min,工作面瓦斯抽采率达55%,为工作面安全高效生产提供了保障。     

近距离上保护层开采工作面瓦斯涌出及瓦斯抽采参数优化

为确保近距离上保护层工作面的开采安全,同时有效抽采下被保护层的卸压瓦斯消除其突出危险性,开展了近距离上保护层开采工作面的瓦斯涌出规律研究,在此基础上对被保护层的卸压瓦斯抽采参数进行了优化。研究结果表明：下被保护层12煤层位于上保护层开采后形成的底臌断裂带内,层间裂隙发育充分,保护层工作面瓦斯涌出量大多来自被保护层的卸压瓦斯;在采用底板岩巷上向网格式穿层钻孔对被保护层进行卸压瓦斯抽采时,被保护层卸压瓦斯流向保护层工作面还是穿层钻孔由瓦斯在裂隙中流动形成的沿程阻力决定;被保护层12煤层穿层钻孔间距确定为1倍层间距大小,即穿层钻孔间距为16 m。工程应用表明,该设计参数能够满足保护层安全开采及被保护层消除突出危险性的要求。     

急倾斜特厚煤层分段开采卸压瓦斯抽采技术

急倾斜特厚煤层水平分段开采工作面采放比大、瓦斯涌出复杂,工作面下部卸压煤体瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出总量比例过高,在开采过程中易出现回采工作面回风隅角瓦斯超限问题。为有效解决急倾斜特厚煤层开采工作面回风隅角瓦斯超限问题,以神华新疆能源有限责任公司乌东煤矿水平分段开采工作面5754502为例,理论分析了工作面底板及下部煤体的破坏规律,并对底板破坏深度和下部煤体破坏深度进行了理论计算,根据理论分析和计算结果对工作面下部煤体卸压瓦斯拦截抽采钻孔进行了布置及优化,最后统计、分析了工作面下部卸压拦截抽采钻孔抽采参数随着工作面推进的变化情况。研究结果表明:5754502工作面开采对煤层底板破坏深度为11.88 m,其下部煤体垂直破坏深度为7.38 m,最大破坏深度距工作面端部的水平距离为10.3 m;随着工作面的推进,下部煤体中的钻孔逐步进入卸压区,卸压抽采后比之前的抽采瓦斯体积分数、瓦斯流量均有显著提高,其卸压拦截抽采钻孔的抽采纯流量比卸压前平均提高了3.2倍,卸压增流效应显著;综合采取采空区埋管抽采技术和卸压拦截抽采技术,使5754502工作面在开采过程中的瓦斯抽采率达到59.6%,回风隅角瓦斯体积分数控制在0.8%以下,实现了瓦斯零超限,保障了工作面的安全生产。     

含瓦斯煤渗透率演化模型和实验分析

与气体压力有关的煤层渗透率变化规律是煤矿开采和煤层气开发过程中的重要问题,不同应力条件下,不同类型煤样的渗透率演化特征不同。为了研究瓦斯压力变化过程中煤样渗透性的变化规律,以开滦赵各庄煤矿9号煤层的煤样为研究对象,利用含瓦斯煤热-流-固耦合三轴伺服渗流装置,在恒定温度、轴压和围压,降低瓦斯压力的实验条件下测定了煤样应变和瓦斯渗透率。实验结果表明:随着瓦斯压力的降低,煤样收缩应变加剧,渗透率表现为两种变化趋势:逐渐增大和先减小后增大(渗透率回升对应的瓦斯压力小于1. 0 MPa)。瓦斯压力降低至0. 3 MPa时,渗透率为初始条件下(瓦斯压力2. 0 MPa)渗透率的1. 9～2. 9倍。考虑到煤样在径向和轴向的收缩应变数值接近,针对三维变形煤样建立了渗透率模型,模型同时体现了气体压力和气体解吸对渗透率的影响。理论分析表明,降压过程中煤的渗透率将在某一气体压力(反弹气体压力pr)时由降低转为升高。推导的反弹气体压力pr计算公式显示pr的取值由煤样的体积模量K、与吸附效应有关的Langmuir系数εp和pL共同决定;体积模量K与吸附变形系数εp越大,pr越大。值得注意的是,pr的取值与煤样的外部应力以及内部的气体压力无关。结合本文和前人的实验数据,由本文的渗透率模型计算得到了不同应力和瓦斯压力条件下的煤样渗透率变化曲线以及相应的反弹气体压力pr。模型计算结果与实验数据接近,最大相对误差低于8. 9%。研究表明,实验测得煤样的渗透率表现为何种变化趋势,取决于反弹气体压力pr和实验气体压力的关系。当pr≥pmax(实验测点中最大的气体压力值)时,渗透率随着气体压力增大而降低;当pr≤pmin(实验测点中最小的气体压力值)时,渗透率随着气体压力增大而增大;当pminprpmax时,随瓦斯压力的增大,煤样渗透率呈"V"形变化,即先减小后增大。     

含水煤岩变形破坏过程中瓦斯运移规律的实验研究

配合自制煤岩三轴流固耦合夹持装置,采用实验方法对煤岩变形破裂过程中瓦斯运移规律进行研究。实验结果表明：煤岩破裂前后,瓦斯解吸量、解吸速率以及渗透率的差异较大,在弹性压密到强化阶段,瓦斯解吸规律基本遵循Langmuir等温吸附规律。在煤岩破裂阶段,瓦斯解吸量和解吸速率都急剧增大,瓦斯渗透率的变化表现为少许滞后于应变的特点;在瓦斯压力较低的情况下,煤岩渗透性能受含水饱和度的影响显著,破裂后气测渗透率值比压密阶段高近6倍,含水饱和度增大后,煤岩破裂前后气测渗透率变化规律大致相同,虽然增大了煤岩孔隙压力,但煤岩变形破裂全过程中测定的气测渗透率反而降低。     

两种典型受载含瓦斯煤样渗透特性的对比

利用自主研发的含瓦斯煤岩三轴压缩实验系统,进行了受载含瓦斯煤的渗透特性实验,对比分析了受载含瓦斯型煤与原煤两种典型煤样的渗透特性之间的异同。研究结果表明,控制煤体渗透率大小的直接原因是有效孔隙度而非总孔隙度,有效孔隙度大,则渗透率大。在恒定瓦斯压力条件下,型煤与原煤的渗透率随围压的增大而减小,均服从负指数函数变化规律;相同实验条件下,型煤渗透率普遍远大于原煤渗透率,且型煤渗透率随围压下降的速度比原煤的快。在恒定围压条件下,型煤与原煤的渗透率呈现先减小后增加的趋势,在瓦斯压力p<1.0 MPa范围内均具有明显的Klinkenberg效应。全应力-应变条件下,瓦斯渗流规律与煤样的破坏形式相关,煤样渗透率都表现出先减小后增大的现象,并且具有一般的“V”字型变化规律。     

辛置煤矿水力压裂试验与效果分析

辛置矿属高瓦斯矿井,煤层透气性差,瓦斯抽采率低,由于目前矿井采掘关系紧张,按照原计划抽采无法满足时间和安全生产的要求。为提高瓦斯抽采效率,确保安全生产,在辛置矿2-559工作面采用了水力压裂技术,有效提高了煤层的透气性,提高了瓦斯抽采效率;降低了煤层瓦斯的压力,降低了煤与瓦斯突出危险性,为辛置矿煤层瓦斯综合治理技术研究探索出新的方法。     

煤层注水抑制瓦斯涌出机理研究

在RMT-150B岩石力学伺服试验机的基础上,设计了一套测试煤样启动压力梯度和渗透率的实验装置,分别测试了煤样在不同含水饱和度状态下的启动压力梯度和渗透率。实验结果表明,随着含水饱和度的增大,渗透率逐渐降低,启动压力梯度逐步增大,渗透率越低的样品对含水饱和度越敏感,从理论上解释了煤层注水抑制瓦斯涌出的原因。     

水力冲孔强化增透松软低透突出煤层效果分析

以罗卜安煤矿为研究背景,在预抽煤层瓦斯前,采用水力冲孔措施对煤层进行增透。为了分析水力冲孔对松软低透突出煤层的增透效果,特对水力冲孔前后钻孔瓦斯涌出特征、煤层透气性系数和钻孔抽放有效影响半径的差异性进行了对比研究,结果表明:水力冲孔后钻孔初始瓦斯涌出量提高了6倍,百米极限瓦斯流量提高了46倍,钻孔瓦斯涌出衰减系数降低了85%,煤层的透气性系数提高了53.48倍,钻孔抽放有效影响半径提高了2～3倍。     

注气置换煤层瓦斯技术的气源优选分析

为了解决注气置换煤层瓦斯技术气源选择的问题,分析了注CO2和N2在置换煤层瓦斯机理方面的效果以及煤吸附2种气体后对煤体渗透率、突出危险性的影响。分析发现,虽然注入CO2置换煤层瓦斯的效果优于N2,但煤吸附CO2后会造成煤层膨胀变形、渗透率降低、突出危险性增大的现象,且CO2在瓦斯利用系统中会导致瓦斯失     

含瓦斯煤体固气耦合数学模型及数值模拟

基于固气耦合作用的基本理论,从孔隙率和渗透率的基本定义出发,综合考虑吸附膨胀效应和Klinkenberg 效应对煤体中瓦斯的运移影响,推导出孔隙率与渗透率的动态参数模型,并建立了含瓦斯煤体固气耦合模型。运用有限元方法给出自然卸压条件下的耦合数值解。数值模拟结果表明：孔隙瓦斯压力随着自然卸压时间的增大而减小;煤体孔隙率和渗透率随自然卸压时间的增加而增加,与现场渗透率测试规律基本相符;从煤体深处向距离工作面煤壁方向,孔隙率与渗透率缓慢增加、急速下降、急剧增加等3个阶段。     

瓦斯压力变化过程中煤体渗透率特性的研究

为了研究煤体渗透率与瓦斯压力之间的关系,以吸附瓦斯煤体变形的应力、应变研究为基础建立了煤体渗透率与瓦斯压力变化的数学模型,并在温度恒定、径向应变受到严格约束和水份不变的条件下进行了实验。采用测量不同吸附特性煤样在不同孔隙压力和不同压差条件下瓦斯渗透流量的方法测定渗透率,渗透流量测量采用排水法与气体微流量计法相结合的测量方法,将其测量结果与数学模型产生的曲线进行对比分析。研究结果表明:渗透率随瓦斯压力的变化而变化,且瓦斯压力对于不同吸附性能的煤样影响程度不同;煤样瓦斯渗透率的理论值与实验值的相对误差最大可达到8.62%。但是从总体的数据来看,理论值和实验值的变化趋势基本一致,因此,可以依据煤样的基本参数和渗透率数学模型计算出该煤样在某一瓦斯压力下的渗透率。     

瓦斯压力对原煤渗透特性的影响

以松藻煤电公司渝阳煤矿8号突出煤层原煤试样为研究对象,利用实验室研制的三轴渗透仪,进行不同轴压围压条件下瓦斯压力对突出原煤渗流特性试验。试验结果表明,瓦斯渗流速度随着瓦斯压力的增加而增加,呈显著的二次多项式函数关系;随着瓦斯压力的增加,突出煤体的渗透率呈现出先减小后增大的趋势,具有明显的Klinkenberg效应;渗透率随瓦斯压力的增加呈“V”字形变化,具有明显的阶段性;随着瓦斯压力的增加,Klinkenberg系数b与绝对渗透率Kg之间呈显著的幂函数关系;瓦斯压力p与渗透率K之间呈显著的二次多项式函数关系。