突出煤层CO2气相压裂高效抽采防突掘进技术

我国煤矿煤与瓦斯突出灾害严重影响煤矿安全生产。尽管近10年来这一灾害事故大幅度减少,但恶性事故依然发生,给矿工生命和煤矿安全生产造成严重损失。国内外现阶段的防治瓦斯突出技术,如水力压裂、水力割缝、水力冲孔、深孔爆破、密集钻孔等,不同程度地解决了防突安全掘进,但对于一些高瓦斯低渗透突出煤层,上述技术还难以从根本上解决消突安全快速掘进。所以,防突技术仍然是我国煤炭领域亟待攻关的重大科技难题。选取山西寿阳县新元煤矿31002工作面为试验案例,介绍CO₂气相压裂技术方法,并探讨其防突掘进效果。新元煤矿开采的山西组3号煤层为低渗透突出煤层,前期主要采用密集钻孔预抽瓦斯防突措施,抽采达标时间长,掘进速度慢。高效抽采瓦斯,防止煤与瓦斯突出,保障煤巷安全快速掘进,是新元煤矿安全高效生产的重大技术难题。在新元矿采取的气相压裂措施概况如下:在掘进工作面前方实施双钻孔气相压裂;完成9个瓦斯抽采钻孔以覆盖巷道两侧各15 m安全范围;全部11个钻孔联网抽采3~5 d,防突参数K₁值达标后恢复掘进。试验数据表明,气相压裂抽采防突技术措施的强化抽采效果显著,抽采效率大幅度提高,煤炮等动力现象减少,K₁值降低,掘进割煤时巷道瓦斯浓度得以降低和均化,保障了连续安全掘进。实践证明,CO₂气相压裂技术能够实现连续安全快速掘进理技术,在全国类似瓦斯地质条件煤矿中具有推广应用意义。      

掘进工作面瓦斯流动规律数值模拟分析

研究煤层巷道掘进过程瓦斯流动规律对认识掘进巷道瓦斯涌出规律和瓦斯治理具有重要的理论意义和现实意义。本文通过建立流固耦合模型,考虑煤与瓦斯流固耦合作用,进行了不同掘进长度,掘进工作面瓦斯压力分布规律,瓦斯压力梯度改变以及瓦斯流动规律的数值模拟研究。研究表明,掘进巷道周边煤层瓦斯压力随煤壁暴露时间的增长逐渐降低,采掘活动对工作面前方煤体的影响范围达30m。并且越靠近煤壁瓦斯压力梯度越大,在距离巷帮5m范围内,瓦斯压力变化幅度最大。煤壁瓦斯流速随巷道掘进长度的增加先增加后减小,最后瓦斯流速趋于稳定。掘进工作面瓦斯流动规律的研究为矿井瓦斯治理提供安全可靠的依据,保证矿井安全生产。     

大径孔预抽煤巷条带瓦斯技术的优化及应用

针对孟津煤矿二₂煤层弱突出危险性的特点,以及11031工作面胶带、轨道顺槽掘进速度缓慢的问题,研究不同孔径钻孔的卸压范围和抽放效果。采用大直径钻孔,钻孔分区式布置对现有区域消突技术进行优化,孔径113 mm的抽放钻孔单孔抽放瓦斯纯量为孔径94 mm的1.8倍。表明大径顺层长钻孔的应用,能够有效消除煤巷预抽条带瓦斯突出危险,提高掘进速度,确保掘进工作面的安全生产。      

煤体瓦斯与地震波属性的相关性试验

在突出煤层巷道中,采用矿井巷道地震波超前探测方法,按照巷道腰线方向进行线性观测系统布置,三分量接收,人工锤击激发,进行多次跟踪探测试验;利用初至波求取掘进煤巷迎头前方30 m范围内的纵、横波视速度,并计算出纵横波速度比和泊松比等地震波属性参数;对比分析对应的瓦斯检验参数发现,煤体中瓦斯含量与地震波属性间具有一定的相关性,研究结果有望为瓦斯突出危险性预测提供一种新的思路和途径。      

CO2相变致裂本煤层增透技术研究

研究液态CO₂相变特征和煤体对气相CO₂和CH₄的吸附规律,在不同煤质、温度和平衡压力条件下,实验得出在无烟煤和焦煤的煤体中CO₂竞相吸附的能力是CH₄的1.8~2.4倍。研究发现,液态CO₂在0.2 s内完成相变过程,体积瞬间膨胀至794倍。通过理论研究建立了采用不耦合致裂条件下的爆破孔初始冲击压力峰值、裂隙圈有效半径和爆破致裂钻孔孔径3个主要爆破参数变量的数学模型。采用液态CO₂瞬间相变出口压力为200MPa的致裂器,进行致裂爆破本煤层增透现场实验研究,研究得出距离致裂爆破孔2m和3m的控制孔在爆破后单孔瓦斯抽采纯量提高至6倍和4倍,单孔瓦斯抽采浓度提高至5倍和4倍,单孔瓦斯抽采浓度保持在35%~55%,而距离致裂爆破孔4m的控制孔在爆破5d后瓦斯抽采效果衰减至爆破前的水平。现场试验得出初始冲击压力峰值200MPa和钻孔孔径0.094m时,本煤层致裂爆破裂隙圈有效半径为3m。     

基于力能分析的平煤五矿己四采区煤与瓦斯突出危险性预测

根据实测平煤五矿己₁₅煤层瓦斯含量和压力结果,从力能角度分析了地应力、瓦斯和煤强度对煤与瓦斯突出的影响,发现己四采区己₁₅煤层受地应力作用,煤体弹性潜能远大于瓦斯膨胀能,即以构造应力为主的地应力为其突出最主要的影响因素;结合己四采区地质因素和己₁₅煤层瓦斯可解吸量,确定该采区煤与瓦斯突出危险区的下限指标为原煤瓦斯含量达到5.4 m3/t,绝对瓦斯压力为0.79 MPa,该下限指标对应的煤层底板标高为–600 m。因此预测–600 m标高以浅为无突出危险区,–600 m以深为突出危险区。      

最大有效力矩准则的理论拓展

在分析"导致变形带内先存面理或层理发生转动的最大有效力矩与先存面理或层理方向有关"的基础上, 对最大有效力矩准则(M_eff=0.5(σ₁-σ₃) Lsin2αsinα)进行理论上的拓展, 提出了可以判定任意方向先存面理最大有效力矩的准则——泛最大有效力矩准则(M_G-eff=0.5(σ₁-σ₃)Lsin2αsin(α-θ)), 其中当先存面理与最大主压应力(σ₁)平行时, 则成为最大有效力矩准则。该准则的理论分析表明:①当先存面理与σ₁平行时, 在σ₁左右两侧±54.7°方向出现2个有效力矩的最大值, 形成共轭的变形带, 钝角(109.4°)对着σ₁方向; ②当先存面理与σ₁斜交时, 在σ₁的另一侧出现1个有效力矩的最大值, 从而只出现一个方向的变形带, 并随着先存面理偏离σ₁方向, 变形带与σ₁的夹角逐渐减小(从θ=0°时的54.7°, 减小到θ=90°时的35.3°), 而与先存面理之间的夹角逐渐增大(从θ=0°时的54.7°, 增加到θ=90°时的125.3°); ③当先存面理与σ₁垂直时, 在σ₁左右两侧± 35.3°方向出现2个有效力矩的最大值, 也形成共轭的变形带, 但锐角(70.6°)对着σ₁方向。在主应变平面上变形带与先存面理方向及变形带剪切方向(左旋或右旋)已知的情况下, 可以确定最大主压应力方向。泛最大有效力矩准则克服了最大有效力矩准则与滑移线理论不相容的问题, 可以解释大多膝褶带非共轭发育等多种现象, 预期在韧性变形域中具有广阔的应用前景。      

软土地区盾构掘进速度对地层扰动现场试验研究

针对上海软土地区盾构隧道工程,在盾构穿越监测断面全过程调整掘进速度,观察监测断面的水、土压力以及地层稳定性变化。根据实测并结合土体固结比、承压水等地层土性影响,运用土体扰动机制综合评定掘进速度改变的影响规律。分析表明,盾构在软土地区4倍直径(D=6.2 m)埋深地层中施工,在盾构土舱压力、注浆量等参数均不变的条件下,仅调整千斤顶推进速度变化对土体压力及变形的扰动效应有较大影响。盾构推进速度降低会使水、土压力的扰动空间范围减小、扰动所产生的压力增量减小,也使地表隆沉变化值更稳定。相应变化值由埋深和推速降低比例决定。试验为今后判断软土地区4D埋深盾构掘进速度扰动效应提供参考。     

岩溶区桥梁双桩基础有限元极限分析

为计算岩溶区桥梁双桩基础的极限承载力,根据极限分析的基本原理,结合有限元方法,基于MATLAB平台编制了相关计算程序。为描述岩体的非线性特点,采用修正的Hoek-Brown准则,并在优化计算过程中对其进行"双曲线近似"处理,解决了奇异点不可导的问题。在此基础上,分析了各参数对极限承载力系数N_σ的影响。结果表明:（1）N_σ随岩层上覆荷载、嵌岩深度增大而增大,但增长幅度不明显;（2）N_σ随溶洞半径增大而减小,随桩洞水平距离先增大后减小;（3）N_σ随GSI增大而非线性增大,与桩洞垂直距离、m_i大致呈线性关系;（4）当桩洞位置较近时,岩石重度对N_σ的影响可忽略不计;（5）破坏模式主要有,整体剪切破坏、左桩控制的冲切破坏、冲切破坏和地基破坏模式并存的联合破坏。最后,将本文计算结果与已有成果进行对比,验证了所提方法的正确性。     

龙山矿突出区域预测的瓦斯含量临界值

准确确定瓦斯突出区域预测的瓦斯含量临界值,对提高防突措施的针对性和降低防突成本均具有重要的指导作用。以河南安鹤煤田龙山矿二₁煤层为例,在大量测试瓦斯基础参数的基础上,分析了该矿的瓦斯突出特征,研究了二₁煤层的吸附特征,对该矿瓦斯含量和工作面预测指标进行了跟踪测试,并研究了其相互关系。结果表明,龙山矿二₁煤层变质程度高,在同等瓦斯压力条件下,具有较强的吸附能力,最终确定二₁煤层的突出区域预测瓦斯含量临界值为10.0 m3/t。      

正断层上盘煤与瓦斯突出特征与地应力场控制机理

断层带是煤与瓦斯突出发生的主要地质单元.大量煤与瓦斯突出案例统计显示,对于正断层,发生在上盘的突出次数和强度明显大于下盘,但造成这一现象的地质机理研究不多,特别是正断层上盘的地应力场在采动前后的变化规律及其对突出发生的控制机理尚未完全揭示.基于此,以河南焦作矿区中马村煤矿DF4正断层为地质模型,应用FLAC3D软件,模...     

煤基CO2地质封存对顶板裂缝导流能力影响实验研究

煤基CO₂地质封存是温室气体减排的重要方式,但也存在地下CO₂泄露的安全风险。为了评估煤基CO₂地质封存的安全性,采集沁水盆地南部胡底矿3号煤顶板泥质粉砂岩样品,模拟实验研究“CO₂-H₂O-岩”反应中柱状试样人工裂缝形貌、全岩矿物组成与CO₂导流能力变化。结果表明:方解石脉溶蚀、次生矿物充填与外部有效应力共同影响试样裂缝导流能力。原始渗透率为0.016×10–3μm2的低渗试样,方解石脉溶蚀导致实验前期渗透率升高;随着反应进行,有效应力主导下裂缝闭合,渗透率呈“先升后降”变化趋势;原始渗透率为3.785×10–3μm2的高渗试样,H₂CO₃不断溶蚀裂缝壁面长石等矿物,并产生高岭石等次生矿物混合充填于裂缝中,使渗透率持续降低。煤基CO₂地质封存过程中,较高的注入压力导致顶板产生人工裂缝;CO₂注入施工结束后,次生矿物充填及有效应力增大使裂缝导流能力快速下降,因此,煤中封存CO₂沿顶板裂缝长期泄露的风险较低。      

沿空掘巷应力动态变化规律研究

针对沿空掘巷应力动态变化问题,以张双楼煤矿沿空掘巷为例,采用钻屑法得出走向方向煤层应力动态变化特征,并对变化特征进行分析。根据实测和分析得出,受到岩性、地质构造和顶板呈现的“O-X”破断影响,采空侧煤体应力峰值呈现周期性出现,周期距离等于周期来压步距;受到采空侧围岩应力状态、巷道掘进引起的应力重新分布和覆岩运动的共同作用,沿空巷道实体煤中应力变化不一,或降低或增高或转移。沿空掘巷的应力变化特征对于防冲卸压计划安排和冲击矿压防治工作具有重要指导意义。     

CO2注气压力对瓦斯扩散系数影响规律实验研究

煤层CH₄解吸效率低、扩散慢的特点严重制约着煤层瓦斯抽采的效率,为解决低透气性煤层瓦斯抽采困难的问题,选取晋城赵庄煤矿煤样,研究不同注气压力对驱替CH₄过程的影响以及驱替过程中CH₄扩散系数的变化规律,利用自主研发的CO₂驱替CH₄试验平台,在0.6、0.8、1.0 MPa等不同注气压力条件下分别进行CO₂驱替CH₄实验。结果表明:驱替压力越大,达到最大CH₄排放量的时间越短,CO₂突破时间越快,置换效率越大,驱替效果越好;CH₄气体驱替过程分为3个阶段,先急剧增加再缓慢增加最后保持平稳;在同一注气压力下,瓦斯扩散系数随时间呈先增大后减小的变化规律,注气压力为0.6、0.8、1.0 MPa时,瓦斯扩散系数的最大值分别为2.27×10-5、3.36×10-5、4.62×10-5 cm2/s。从实验结果可知,不同注气压力下,CO₂对CH₄主要起到驱替作用、置换吸附-解吸作用及稀释驱替作用;每个阶段的CH₄气体运移情况不同,根据实验阶段合理调整注气流量、压力等参数,使注驱技术搭配更高效。研究结果对CO₂深埋与瓦斯（煤层气）高效抽采具有理论指导意义。      

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...     

煤与瓦斯突出煤粉在巷道内运移分布规律试验研究

煤与瓦斯突出是严重威胁煤矿安全生产的地质灾害之一,主要表现为瓦斯窒息和煤粉冲击、掩埋。利用自主研制的多功能煤与瓦斯突出模拟试验系统,开展不同瓦斯压力条件下煤与瓦斯突出模拟试验。结果表明,突出启动后,瓦斯气体携带煤粉以射流状喷向巷道。在0.35 MPa低瓦斯压力条件下,瓦斯膨胀能低,突出煤粉初始加速度小,受重力和阻力影响显著,运移形态以沙丘流和分层流为主,并出现多次“加速?减速”过程,最大速度为34.2 m/s;而在2.00 MPa高瓦斯压力条件下,瓦斯膨胀能高,突出煤粉初始加速度大,能有效克服重力和阻力,运移形态以栓流为主,运移速度降低不明显,最大为71.2 m/s。同时,当瓦斯压力从0.35 MPa增加至0.85 MPa和2.00 MPa时,相对突出强度由36.13%增大至52.39%和63.70%,且煤层瓦斯压力越高,突出煤粉运移距离越远,巷道末端集尘袋内煤粉质量占比越高,分别为65.21%、75.05%和87.17%。此外,突出结束后,突出煤粉粉碎率随瓦斯压力增加依次增大,分别为8.1%、21.5%和28.0%,但是粉碎到临界粒径0.075 mm以下的煤粉较少。最后,计算得到不同瓦斯压力条件下突出煤粉破碎指数分别为0.19、0.44和0.56,与相对突出强度具有较好的线性拟合关系。研究结果对揭示突出致灾机制、制定防灾减灾措施具有一定指导意义。      

深部急倾斜煤层偏压巷道支护参数优化研究

深部急倾斜煤层由于受特殊的地质结构和高地应力影响,煤层巷道开挖后易出现地层错动、垮塌的特点,施工中冒顶、底臌现象异常突出,巷道支护极其困难。通过对新集三矿-700 m煤探巷道进行现场勘查与试验,针对该急倾斜软岩巷道变形非对称性,底臌严重、地层错动的破坏特点,提出了可缩性U型钢全断面封闭支护和非对称性预应力锚杆(索)支护的全新支护方案,通过大型有限元软件ABAQUS建立数值分析模型,与原支护方案进行了对比分析。研究表明,采用改进支护方案巷道底臌位移量减小了66%,最大拉应力从0.58 MPa减小到0.38 MPa,塑性区较原方案更小,支护结构受力更加均匀。其结果可为同类地质条件的巷道支护设计提供一定参考。     

大直径救援井动载荷作用下安全透巷距离数值模拟

为了防止透巷作业时地层水和钻井液沿钻孔突然涌入巷道,造成井下被困人员二次伤害,采用ABAQUS岩土数值模拟方法,以山西坪上煤矿3 号煤层巷道地面救援井为例建立模型,研究钻井动力扰动条件下巷道顶板围岩塑变特性规律,优化安全透巷距离。结果表明:动力扰动造成顶板围岩位移变形和塑性破坏,且以钻孔中心呈对称的锯齿形分布;轴向作用力对透巷顶板围岩的影响较大,安全透巷距离取值为16.53 m。模拟结果为优化安全的透巷距离提供了参考,实现了安全高效透巷的目的,为救生舱在救援井中安全下放、提升作业提供了保障。      

黄陵矿区煤层底板异常涌出气体成因类型

黄陵矿区属于煤油气共生矿区,区内多个工作面发生底板气异常涌出。为探明底板异常涌出气体的成因类型,采集煤层底板气样44个、2号煤层气样12个,进行甲烷碳同位素(δ13C₁)、乙烷碳同位素(δ13C₂)及甲烷氢同位素(δD_CH4)等地球化学参数测试。测试分析结果表明,煤层底板异常涌出气不是来源于2号煤层,其甲烷碳同位素(δ13C₁)测值为-52.20‰~-42.80‰,乙烷碳同位素(δ13C₂)值为-37.20‰~-29.01‰,成因类型属油型气。通过对区域烃源岩分布及地层裂隙系统的分析,认为黄陵矿区底板异常涌出气可能来源于三叠系延长组烃源岩。