单孔增透率算法的提出及其工程应用

低透煤层增透效果的定量描述和评价一直处于盲目状态,使得煤矿瓦斯治理中致裂措施、瓦斯抽采不能因地制宜。增透率可反映采动或人工增透措施对煤岩体渗透特性的改变,并可定量评价煤层增透效果,其分布和演化规律可精准圈定瓦斯富集区域,指导瓦斯抽采钻孔的合理布置。在简化钻孔和裂隙模型基础上,求解了采动条件下钻孔的体积应变,提出了针对单孔的增透率计算方法;依托同煤矿塔山矿8212采面,开展现场裂隙探测试验,研究了工作面前方采动裂隙网络发育演化及卸压增透变化规律,并分析了单孔增透率随回采面推进的演化特征。结果表明：裂隙网络呈现“从无到有、从短变长、从窄变宽、不断贯通”的趋势,煤岩体单孔增透率随回采面推进呈现先逐渐上升后保持平稳的趋势,该成果有望直接优化煤矿现场瓦斯抽采孔的布置设计。     

大直径高位定向长钻孔瓦斯抽采技术及实践

针对高强开采井田王家岭煤矿综放工作面瓦斯涌出量大、上隅角瓦斯积聚问题,基于岩层控制关键层理论,对顶板垮落走向与倾向采动裂隙发育进行研究。采用数值模拟的方法研究采空裂隙随工作面推进的演化过程,分析顶板裂隙发育高度,确定大直径高位定向长钻孔最佳布孔层位及钻孔结构,并进行工程实践。结果表明,依据关键层理论计算及采动裂隙数值模拟预测层位布设大直径高位定向长钻孔,抽采效果较好,单孔最大抽采纯量2.10 m3/min,最大抽采体积分数31.39%,4个定向长钻孔累计抽采瓦斯纯量28.99万m3,工作面上隅角瓦斯体积分数最低下降至0.46%,瓦斯治理效果显著,解决了上隅角瓦斯超限问题,保障了工作面的安全回采。      

高位定向钻孔分层布置与瓦斯抽采效果分析

为了提高顶板高位定向钻孔在采空区及上隅角瓦斯治理的效果,提出了高位定向钻孔分层布孔方案,在曙光煤矿开展现场试验,对不同层位高位定向钻孔瓦斯抽采数据和高位定向钻孔整个瓦斯抽采周期内瓦斯抽采效果分析研究,结果表明高位定向钻孔在整个抽采周期内瓦斯抽采效果总体呈波动状态,中间孔段由于处于顶板裂隙带内,瓦斯抽采效果较稳定,两端孔段由于处于钻孔造斜孔段未进入顶板裂隙带内及受前后钻场钻孔搭接影响,瓦斯抽采效果波动较大。为提高高位定向钻孔瓦斯抽采效果,可采用大角度开孔或大角度螺杆马达造斜以降低造斜孔段长度,并增加相邻两钻场钻孔搭接长度,从而降低两端孔段比例,提高中间孔段比例。     

采动诱导应力集中对顺层钻孔瓦斯抽采影响的试验研究

利用自主研发的多场耦合煤层气开采物理模拟试验系统,开展受采动影响导致工作面前方不同应力分布条件下的顺层钻孔瓦斯抽采物理模拟试验,对抽采过程中卸压区、应力集中区和原始应力区的煤层瓦斯压力、钻孔抽采流量、应力敏感系数和无因次渗透率等参数演化规律进行分析。试验结果表明,(1)在瓦斯抽采过程中钻孔周围瓦斯压力下降速率先快后慢,越靠近钻孔的瓦斯压力等压线越为密集,瓦斯流速越大,钻孔周围瓦斯压力梯度先增大后减小;(2)随着采动应力集中系数增大,煤层渗透率降低,瓦斯抽采流量减小,其中采动应力水平最大的应力集中1区瓦斯抽采流量最小,而应力水平最小的卸压区抽采流量最大;(3)应力集中区的应力敏感系数高于卸压区和原始应力区,而该区域无因次渗透率下降速率最慢。     

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。      

卸压区不同钻孔长度抽采条件下瓦斯运移特性试验

研究抽采过程中瓦斯运移特性有助于了解抽采气体来源、不同位置对抽采效果的贡献及抽采降压规律,为合理确定抽采时间、设计抽采位置和钻孔长度等提供依据。利用自主研发的多场耦合煤层气开采物理模拟试验系统,开展了卸压区不同钻孔长度条件下瓦斯抽采的物理模拟试验,分析了抽采过程中煤层瓦斯运移相对速度和方向特征。研究结果表明：抽采前期和钻孔周围区域分别是抽采量主要贡献时期和区域,瓦斯压力梯度大,流动快。卸压区瓦斯流动相对速度最快,应力集中区使得瓦斯相对流动速度衰减加速,且对原始区的瓦斯流动形成一道屏障,使其相对流动速度趋于0。随着抽采时间的增加,瓦斯相对流动速度逐渐衰减,对于瓦斯运移方向而言,抽采一旦开始便在煤层中形成了较为固定的运移通道,但在抽采后期和钻孔深部区域,由于瓦斯压力梯度小,流动缓慢,运移方向的不稳定性增强。而随着钻孔长度增加,卸压区内瓦斯相对流动速度表现出增大的趋势,因此,适当增大卸压区钻孔长度将有利于现场瓦斯开采。     

煤矿区卸压瓦斯地面井破坏机理研究

卸压瓦斯地面井抽采是矿区瓦斯治理的新方向,但受煤层采动影响,在工作面推过地面井一定位置后井孔迅速发生破坏,制约了其发展与应用推广。以淮南矿区抽采井变形破坏工程调查为基础,从工程地质学和采动岩体力学出发,探讨了矿区地质条件和煤层采动背景与抽采井变形破坏的关系。认为变形和错断是井身结构破坏的主要形式,该区地面卸压抽采井采动变形破坏具有时间快速性、空间集中性、破坏层位的层控性和破坏位置的岩性特殊性等四大特点。研究表明:卸压瓦斯抽采钻井的变形错断是在采动条件下,关键层诱导覆岩周期断裂致使覆岩移动,松散层中的特殊岩性层位或基岩段岩层的弯曲或断裂诱发的水平剪切破坏与岩层弯曲下沉引发垂向拉压综合作用的结果,并以前一种为主,而非单一剪断或拉断模式。另外,结合相似模拟实验结果分析,研究了开采条件下不同位置不同岩性地层的位移情况,证实了研究结论与观点,揭示了卸压瓦斯地面井井孔变形破坏机理。     

厚表土层深井卸压开采地面钻井变形破坏及其预防——以淮南顾桥矿为例

以顾桥矿工程实践为基础,结合物理模拟实验和现场监测结果,研究了厚表土层深井卸压开采地面钻井变形破坏及其预防。结果表明:钻井破坏是地面卸压瓦斯抽采失败的关键,采动影响下地面瓦斯抽采井破坏以变形和错断为主,破坏深度不一,主要集中在松散层中下部和基岩中上部;在钻井完好情况下,将钻井终孔位置布置于断层附近、“O”型圈范围内更有利于卸压瓦斯抽采。采动引起的上覆岩层离层、应力集中、竖向破断以及厚表土层“杠杆效应”造成地面瓦斯抽采井破坏,其由下至上多次出现是导致地面井多处变形破坏的主要原因。煤层采动对工作面前方巷帮应力、顶板应力的影响范围分别可达320 m、350 m,对轨顺相对位移影响范围可达工作面前方50m和后方200m,采场中部覆岩与地表之间的相对位移量远大于采场边缘附近,更容易导致井孔破坏。采用“抗”和“让”相结合的井身结构、“上止下泄”固井–完井施工工艺以及合理的井位布置等措施,可有效防止卸压开采地面钻井变形破坏,实现瓦斯稳定高效抽采。      

地面垂直钻孔预抽特厚煤层瓦斯数值试验与应用

为解决塔山煤矿高强度开采条件下瓦斯低含量、高涌出的问题,同时为了弥补大型物理实验和现场试验成本高、操作难的缺点,根据该矿8101工作面所属区域煤层的地质和瓦斯赋存条件,确定了数值试验方案,对地面垂直钻孔预抽特厚煤层瓦斯的效果进行优化分析。基于煤岩（体）的孔隙特征,构建了含瓦斯煤岩（体）破裂过程气-固耦合和渗透率-损伤耦合数学本构模型。采用RFPA2D瓦斯分析版软件建立地面钻孔抽放瓦斯的数值计算模型,设置有关简化条件、边界条件和物性参数,通过数值试验得出：地面垂直钻孔的终孔位置布置在煤层底部比较合理;在综合考虑地面垂直钻孔投入成本和瓦斯抽采效果的基础上,确定地面垂直钻孔间距为50～60 m比较合理。同时,由8101工作面地面垂直钻孔抽采煤层瓦斯的实际应用效果分析可知,当地面垂直钻孔的终孔位置布置在煤层底部,且钻孔间距布置为50 m时,能够实现良好的瓦斯抽放效果,这也从一定程度上进一步验证了数值试验的合理性和可行性。     

地面垂直钻孔预抽特厚煤层瓦斯数值试验与应用

为解决塔山煤矿高强度开采条件下瓦斯低含量高涌出的问题,同时为了弥补大型物理实验和现场试验成本高、操作难的缺点,根据该矿8101工作面所属区域煤层的地质和瓦斯赋存条件,确定了数值试验方案,对地面垂直钻孔预抽特厚煤层瓦斯的效果进行优化分析。基于煤岩(体)的孔隙特征,构建了含瓦斯煤岩(体)破裂过程气-固耦合和渗透率-损伤耦合数学本构模型。采用RFPA2D瓦斯分析版软件建立地面钻孔抽放瓦斯的数值计算模型,设置有关简化条件、边界条件和物性参数,通过数值试验得出:地面垂直钻孔的终孔位置布置在煤层底部比较合理;在综合考虑地面垂直钻孔投入成本和瓦斯抽采效果的基础上,确定地面垂直钻孔间距为50m～60m比较合理。同时,由8101工作面地面垂直钻孔抽采煤层瓦斯的实际应用效果分析可知,当地面垂直钻孔的终孔位置布置在煤层底部,且钻孔间距布置为50m时,能够实现良好的瓦斯抽放效果,这也从一定程度上进一步验证了数值试验的合理性和可行性。     

松软煤层瓦斯钻孔失稳分析及动态密封技术

松软煤层钻孔在钻进及抽采瓦斯过程中,容易发生钻孔形变、缩径、坍塌甚至堵孔等工程问题,造成瓦斯钻孔成孔率低、密封性差、服务时间短及瓦斯抽采阻力大等抽采问题。针对上述技术难题,基于松软煤层的构造演化过程,分析了自重应力、构造应力、采动应力及瓦斯应力等因素对松软煤层瓦斯钻孔稳定性的影响,得出了松软煤层钻孔的多应力耦合作用失稳机制。同时,针对松软煤层瓦斯钻孔失稳规律,提出以护孔为基础,自适应动态密封为关键的"护-封"一体化松软煤层瓦斯钻孔密封技术。工程试验结果表明,该技术可使单孔瓦斯抽采体积分数增加至90%以上,单孔瓦斯体积分数提高2~3倍,且抽采浓度稳定。      

煤矿井下顶板梳状长钻孔分段压裂强化瓦斯抽采实践

为了解决碎软煤层本煤层钻孔施工困难,瓦斯抽采浓度低,抽采效果差,无法实现大面积区域预抽的问题,在现有煤矿井下定向钻进技术和水力压裂技术的基础上,结合前期研究成果,提出了顶板梳状长钻孔分段水力压裂技术,并在韩城矿区桑树坪二号井进行了现场试验。现场施工顶板梳状长钻孔主孔长度588 m,包含8个分支孔,钻孔总进尺1 188 m,主孔距煤层0~3.28 m,平面上覆盖约12.5 m。采用不动管柱分段水力压裂工艺,分4段进行水力压裂施工,累计注水2 012 m3,最大泵注压力8.74 MPa。压裂后最大影响半径大于30 m,且裂缝主要位于钻孔下方,向煤层延伸。压裂钻孔稳定抽采阶段瓦斯抽采纯量1.18 m3/min,抽采瓦斯体积分数平均43.54%。顶板梳状长钻孔分段水力压裂钻孔瓦斯抽采纯量是水力割缝钻孔的1.2倍,是本煤层顺层钻孔的4.0倍。试验结果表明,顶板梳状长钻孔分段水力压裂技术可有效避免本煤层常规钻孔施工过程中存在的塌孔、卡钻、喷孔等问题,实现了碎软低渗煤层大面积区域瓦斯预抽,为碎软低渗煤层区域瓦斯预抽提供了新思路和新方法。      

晋城岳城矿地面采动区井井位优选与抽采寿命研究

为了降低晋城岳城矿工作面U型通风造成的上隅角瓦斯聚集,提高采动与采空区煤层气地面井抽采井产量及抽采寿命,在借鉴成庄矿、寺河矿和赵庄矿等地面采动试验井研究及工程示范的基础上,以晋城岳城矿煤层气地质条件为工程设计依据,提出并优化地面采动区井位尽量靠近巷道位置处、大井眼地面钻井工艺、优化井身结构等设计方案。现场试验证明:部分采动区井通过避开采动应力卸载区及原位煤层高应力区优化布井,开采中包含3个阶段即卸压区抽采、新采空区抽采、老采空区抽采,达到了延长抽采井寿命的目的;但仍有部分采动区井在回采工作面推过井口后,煤气层抽采量迅速衰减至不产气,抽采寿命只包含两个阶段即卸压区抽采、新采空区抽采甚至仅卸压区抽采一个阶段。研究表明,优化后的大井眼钻井工艺及三开割缝套管井身结构设计对保持采动区井井身稳定,延长抽采寿命,保证采动区井产气运移通道畅通,提高抽采率起到了一定效果;采动区井煤气层抽采量和该井井筒位置至回风巷距离存在明显的负相关关系。岳城矿采动、采空区井基本不存在速敏效应,在井筒与裂隙带沟通良好的前提下,应选用大功率抽采设备抽采,可以有效扩展压降漏斗区域,其抽采影响半径水平方向可延伸至500 m以上。岳城矿地面采动区抽采取得了较好的效果,可在相似条件的煤矿区推广应用。      

河南省庇山矿二_1-11091采面带压开采论证及防治水措施

二1-11091采面位于二煤首采区东翼,采面承受的最大水压为0.65MPa,属带压开采工作面。在分析采面充水因素的基础上,发现对采面回采有影响的充水水源为石炭系太原组L7灰岩岩溶裂隙水和寒武系灰岩岩溶裂隙水。经计算,采面回采后的冒落带高度为39.36m,采动破坏带高度为16.35m,而L7灰岩上距二1煤距离仅为10m,存在突水的可能。采面开采安全评价认为,尽管L7灰岩水基本处于采动破坏带内,也有水压,但该含水层在矿区内无充沛的补给水源,因而不会发生大规模的突水事故;寒武系灰岩岩溶裂隙水在各钻场附近的底板突水系数均小于0.06MPa/m,突水危险性相对较小,按照临界突水系数反算底板隔水层承受水压值,均大于现在采面机巷最大水压0.65MPa,所以在回采过程中也不会发生大规模的突水事故。最后对回采期间的排水工程,F59断层的探测工程和下部掘进面的疏放水工程等防治水工程和防治水效果进行了说明。     

松软煤层瓦斯抽采孔PVC管护壁技术应用研究

针对晋城煤业集团赵庄煤业矿区地质构造复杂、煤层松软及透气性差,瓦斯抽采孔由于煤层松软引起孔壁稳定性差,成孔提钻后,短时间内孔壁坍塌,导致瓦斯抽采通道堵塞,抽采率低,抽采效果差的问题。利用在钻孔施工完成后不提钻杆,先在钻杆内部下入抽采筛管进行护壁,提钻后形成瓦斯抽采通道,应用结果表明：该技术与传统提钻后下套管工艺相比,下管效率大幅提高,下管深度达到孔深的98%以上,有利于提高瓦斯抽采效率,对煤矿安全具有重要意义。     

顶板岩层定向卸压瓦斯抽采钻孔钻进关键技术

顶板高位孔是治理采空区瓦斯的主要途径之一。在施工过程中,会遇到岩层开分支困难、目标层位的失制、非稳定地层处的纠偏等难题,它有别于煤层定向钻孔施工,阐述了顶板岩层定向卸压瓦斯钻孔施工的关键技术,对顶板定向长钻孔施工具有重要意义。      

气相压裂增透技术在煤巷掘进工作面中的应用

针对高瓦斯低渗煤层煤巷掘进工作面瓦斯抽采钻孔施工量大、抽采周期长、抽采效率低等问题,提出了气相压裂增透瓦斯治理技术,介绍了气相压裂设备及技术原理,确定了工作面压裂施工方案,并对气相压裂后的预抽效果进行了考察分析。结果显示:气相压裂孔较普通钻孔抽采量提高了4倍,压裂影响区域内的预抽孔抽采量提高了2.4倍。实践证明,气相压裂技术适用于矿井高瓦斯松软低渗煤层的瓦斯抽采。      

Emission reduction technology and application research of surface borehole methane drainage in coal mining-influenced region

Windblown methane is an important gas resulting in atmospheric greenhouse effect. Therefore, reduction in windblown methane is one of the important measures to mitigate atmospheric greenhouse effect. In China, weak coal seam of low permeability is common in coal mines, so it is beset with difficulties to decrease the methane emission rate by means of gas drainage from the virgin coal seam, further to decrease the windblown mine gas. Utilizing the pressure relief and permeability and fluidity improvement effect in coal mining an approach to release methane emission through surface borehole was established, for example establishing a comprehensive deformation fracture model of surface borehole in extraction area based on quantitative rule of overlying rock movement in pit and forming a technology to select the surface borehole arrangement site in extraction area on the basis of deformation of bore frame structure and distribution characteristics of extraction flow field. And optimization technology of shape and structure of surface borehole in extraction area on the basis of ultimate stress analysis of surface borehole casing was given. The technology overcomes effectively the problem that surface borehole casing is vulnerable to premature fracture due to impact of strata movement on the surface borehole, and further increases the drainage result of the surface borehole. The technology has been test in China Shanxi Jincheng Sihe Coal Mine, achieving good results, including 12,000 Nm³/d pure methane drainage rate from single borehole, 85% methane concentration and 1.1 million Nm³ accumulative methane drainage, which demonstrate practicability and advanced performance of the technology.     

深部开采覆岩应力变化规律模拟实验研究

为了研究深部开采条件下覆岩结构运动所引发的动力破坏特征及巷道围岩中采动支承压力分布规律,以某矿20180工作面覆岩为研究对象,通过相似材料模拟实验,得出了深部开采条件下覆岩应力变化规律。结果表明:顶板垮落规律显著,初次来压步距较长,周期来压步距基本相似;开采过程中底板与顶板支撑压力是动态变化的,并具有同步性;随着顶板岩层高度的增加,应力集中系数逐渐减小。根据底板和顶板的应力变化规律,将底板和顶板划分为五个区域,为深部开采条件下工作面巷道超前支护,采空区瓦斯抽放及矿压控制提供可靠理论依据。