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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。 相似文献
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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。 相似文献
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煤层气资源条件及储层物性特征是煤层气勘探开发的基础,开展煤层气藏地质建模,厘清煤储层在空间上的展布特征,解释单井产能差异,可为煤层气选区、布井提供理论依据。以山西保德Ⅰ单元为研究对象,基于煤心含气量实测数据和试井渗透率测试,采用支持向量机算法（SVM）和变形F-S渗透率计算公式建立研究区含气量和渗透率反演模型,完成162口煤层气井含气量和渗透率测井数据的分析。进一步采用随机建模方法建立研究区含气量和渗透率模型,由模型计算结果表明:4+5号煤层的含气量为2.0~5.2 m3/t,平均3.3 m3/t,8+9号煤层含气量为2.4~9.2 m3/t,平均5.1 m3/t;4+5号煤层渗透率为（0.8~9.8）×10-3 μm2,平均6.1×10-3 μm2,8+9号煤层渗透率为（2.8~11）×10-3 μm2,平均7.3×10-3 μm2;保德Ⅰ单元总体表现为低含气量、高渗透率的煤层气藏开发单元。基于建立的地质模型,进一步分析研究区煤层气储层等效含气量、资源丰度、含气饱和度等平面展布规律,对比分析2口典型井（B1-X1和B1-X2）的地质条件,发现B1-X1井各项参数均优于B1-X2井。从过井剖面和生产曲线可以看出,影响两井产能差异的因素主要包括资源条件和储层物性条件,其中后者起决定性作用,B1-X1井条件明显优于B1-X2井。综合分析可以得出,渗透率差异是影响煤层气开采的关键参数,而煤层气资源丰度和吸附饱和度是评价煤层气井维持高产和长时间稳产的重要因素,煤层气开发前需查明煤储层主要地质条件和物性参数,为煤层气开发工程设计提供依据。 相似文献
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从地质研究角度,分析了晋城矿区采煤扰动区三口地面煤层气井的抽采效果。结果表明,采动井布置需要综合考虑原位地质条件和采动后的矿井地质条件,煤层含气量较高、开放性采动裂隙发育、岩层移动相对较弱的地段有利于采动井的井筒稳定和持续高产。采动井抽采过程一般经历三个阶段,即采煤工作面未达井筒阶段、采煤工作面靠近井筒阶段和采煤工作面远离井筒阶段,各阶段抽采量、浓度均表现出不同的特征。采动井的井身结构是影响抽采效果的重要工程因素,二开井段套管不固井的方式可以有效保护井身结构的完整性,但井筒体系密闭性不好,受此影响导致抽采甲烷浓度偏低;三开井段采用裸眼完井方式能够有效提高抽采流量及甲烷浓度,但不利于井筒保持稳定。 相似文献
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运用相似材料模拟方法和数字散斑的测试原理,对平顶山十矿近距离下保护层开采进行模拟实验,研究保护层己18煤层开采后上覆岩层的移动规律和具有煤与瓦斯突出危险性的己15-16煤层的卸压效果。研究结果表明:己18煤层工作面开采后顶板垮落带高度约为8.2 m,裂隙带的高度约为29.7 m,且被保护层位于裂隙带的中下部;随着保护层工作面的不断开采,被保护层的垂直应力依次呈"V"型、"U"型和"W"型的应力分布,己_(15-16)煤层原始应力约下降了24%;被保护层己_(15-16)煤层的膨胀变形量为11.16‰~21.9‰。该实验为研究平顶山十矿近距离下保护层开采的卸压效果分析、覆岩移动规律和巷道布置等提供理论基础。 相似文献
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通过理论研究分析了采动区煤层裂隙特征、煤层气赋存特征和煤层气运移特征,揭示了煤矿采动影响下上覆被保护煤层产气机理。分析认为采动区煤层产气机理与常规煤层气产气机理不同,一是采动区煤层基质孔隙大、内部裂隙多、离层裂隙发育。二是采动区煤层气解吸快、解吸量大、水中溶解气少。三是采动区煤层气运移以气体单向流为主,评价渗透性指标为透气性系数。在收集大量采动区煤层气井产气数据的基础上,研究了产气机理对产气规律的影响。采动区煤层气井产气规律与常规煤层气井相比,具有产量提升快、产气峰值高的特点,整体呈现先迅速增大后逐渐减小趋于平稳的规律。结合采动区煤层产气机理研究,分析认为气产量提升速度快是由于煤层裂隙迅速增多且气体在裂隙中以气相单相流运移为主,产气峰值高是由于储层压力快速下降使煤层气加速解吸,短时间内在井筒附近聚集大量游离气。 相似文献
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煤层底板变形破坏除受地质因素控制外,还受开采因素影响。通过试验和理论分析,系统研究了煤炭开采对回采工作面底板应力、应变和破坏及渗透性的影响。研究结果表明,不同岩性岩石的渗透性在全应力-应变过程中为应变的函数,在微裂隙闭合和弹性变形阶段,岩石的原生孔隙和裂隙容易被压密,岩石的渗透率随应力的增加由大变小明显,当应力增大至极限强度时岩石试件破坏形成贯穿裂隙,岩石的渗透率迅速增大至最大,不同岩性岩石存在一定差异性;随着回采工作面推进,煤层底板岩层在横向上划分为原岩应力区、超前压力压缩区、采动矿压直接破坏区和底板岩体应力恢复区4个区。煤层底板岩体的渗透性随着煤炭开采底板岩体变形破坏而呈规律性变化。 相似文献
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采动岩体变形与渗透特性是工作面突水防治研究的基本问题。采用理论分析和数值模拟计算方法,分析了岩石变形-渗透特征及其三维定量关系,研究了煤炭开采中回采工作面围岩应变场、渗透系数场分布及其控制因素。研究结果表明,采动岩体渗透性变化主要取决于应变状态及应变增量,且随着垂直于裂隙的张应变的增加而增加;工作面后方垮落带和煤壁边缘的剪碎带产生剧烈的采动拉伸变形,渗透系数较采前显著增大,而支承压力区和整体移动带岩层产生较大的采动压缩变形,渗透系数较采前明显减小;工作面围岩垂向渗透系数较水平渗透系数增加的幅度及增加区的范围小,但对水体下采煤工作面涌水起主导作用。加快工作面推进速度、减小工作面斜长和采高能降低采场围岩渗透系数增加幅度,并将渗透系数场变化范围局限在采区附近,能有效减小采动对原始煤岩层渗透性的影响。 相似文献
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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。 相似文献
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Yushun Yang Dongming Zhang Xin Bai Han Yang 《Geotechnical and Geological Engineering》2018,36(4):2087-2095
In this paper, based on the field test of No.S3012 working face of Shan Mushu Coal Mine in Sichuan Coal Group, monitoring the abutment pressure and gas drainage flow during the mining process, studying the change law of the abutment pressure and gas drainage flow of the coal seam, and using the numerical simulation method research on the evolution of abutment pressure and displacement of coal seam during the mining process. The results shown that: with the advance of coal mining face, the abutment pressure of coal seam can be divided into stress decreasing area, stress increasing area and original stress area, and the stress state of coal seam and the pore, crack structure and permeability of coal body are obviously changed. With the advance of the mining face, the abutment pressure in front and back of the coal mining face is the moving abutment pressure, and the coal mining face to be in the pressure relief area, the front abutment pressure peak value deep into the coal body 5–10 m, the influence scope reaches the front coal mining face to 90–100 m, this area is the stress increasing area. And the evolution law of the roof displacement of goaf is similar to the elliptical with the axial ratio changes, when the ratio is close to 1, the roof subsidence affected area is similar to the shape of “O”. 相似文献
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Zhongchang Wang Xinping Guo Chuan Wang 《Geotechnical and Geological Engineering》2018,36(6):3399-3409
To master the laws of strong strata behavior of Tashan coal mine under Carboniferous coal mining process, the laws of strong strata behavior in 8107 working face was measured and analyzed. It was shown that the average initial weighting step of 8107 working face was 59.4 m. The average periodic weighting step of main roof was 16.2 m. The maximum working resistance during periodic weighting was 14,711.1 kN. The maximum working resistance during non-periodic weighting was 11,339.9 kN. The average dynamic load factor K during periodic weighting was 1.31. The stress of coal column on the side of the goaf could be divided into four zones (stress stabilization zone, stress slow-increasing zone, significant—increasing stress zone, stress reduction zone) along the strike of 8107 working face. There was a peak of lateral support pressure along the trend of 8107 working face. And the peak position was biased to the side of return airway roadway. With the increase of the distance from the down-side of return airway, the pressure peak of the inner coal body along the strike of 8107 the working face increased and the peak position decreased from the coal wall. The peak stress of coal column tended to be close to the up-side of return airway. And the distance from the down-side of return airway for the peak of inner coal was larger than that for the peak of coal pillar. The peak position of abutment pressure of hard roof was in the range of 10–25 m in front of 8107 working face under full mechanized mining extra thickness coal seam conditions. The relative stress concentration coefficient of k was 1.3–6.5. The range of 10–25 m from the front of the working face to coal wall was stress reduction zone. And the influence range of abutment pressure was about 80 m. It was of great significance to the control and practice of the surrounding rock of the stope for the mining of the hard extra-thick coal seam. 相似文献
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为了建立符合蒙陕接壤区煤炭开采防治水技术体系,以纳林河二号矿井首采工作面为例,开展了覆岩破坏规律、水文地质条件、涌水量预计、顶板水预疏放等研究,结果表明:应用钻探取心、钻孔冲洗液漏失量观测和钻孔彩色电视探测手段,实测得到首采工作面导水裂缝带高度为103.23 m,裂高（导水裂缝带高度）采厚比为18.8,导水裂缝带可沟通3段含水层,其中直罗组底部含水层钻孔涌水量92.0~136.0 m3/h、水压4.0~5.6 MPa,呈"水量大、水压高、分布不均"的特点,是威胁工作面回采安全的最主要含水层。回采过程中顶板水主要由静态储存量和动态补给量构成,采用"动静储量结合法"计算得到静态储存量和动态补给量分别为2.596×106 m3和417.6 m3/h。对顶板水开展分段预疏放条件下,整个工作面回采过程中采空区涌水量与推采步距呈正相关关系,随着顶板周期性滞后垮落,导水裂缝带也周期性发育至高点（直罗组底部含水层）,采空区涌水量又呈台阶式增长。最终总预疏放水量4.235×106 m3,采空区总涌水量5.313×106 m3,首采工作面总排水量为622.8 m3/h,与预计排水量596.9 m3/h相差4.2%。涌水量准确预测和顶板水提前预疏放,是实现首采工作面防治水安全的关键,可以为鄂尔多斯盆地北部深埋区提供防治水技术支撑。 相似文献
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针对煤层碎软、渗透性低、工作面瓦斯抽采难度大且效率低的问题，提出两端对接分段压裂顶板水平井组的工作面瓦斯抽采全覆盖模式。选取淮北煤田宿县矿区某矿井为例，依据研究区地应力与工作面展布特征，结合研究区内瓦斯地质条件及煤层力学性质分析，利用交叉偶极子声波测井方法优选水平井水平段布置方位，采用Fracpro PT的压裂模拟技术确定水平井水平段距离71煤层的范围，即布置在煤层顶板2 m以内；采用抽采模拟技术对研究区试验工程进行预测，结果显示，抽采3 a后工作面的瓦斯含量和压力都大幅度降低，达到了工作面瓦斯抽采全覆盖的要求。提出的抽采模式为国内类似地质条件煤矿地面瓦斯高效抽采提供一种手段。 相似文献
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基于沁水盆地寿阳和柿庄区块的地质和排采资料,从主采煤储层的资源性、储层流体可动性、压裂工程条件开展2个区块的对比分析,讨论寿阳区块煤层气开发的关键问题,提出下一步开发对策。结果表明:柿庄区块各煤层的资源性和流体可动性较好,具备单层排采的条件,而寿阳区块主力煤层的累计资源丰度高达1.57×108 m3/km2,解吸潜力大,3套煤层的有效解吸量均为9 m3/t左右,流体可动性强,渗透率平均7.57×10-3 μm2,吸附时间大于15 d,具备多层合采的条件;与柿庄区块相比,寿阳区块煤系中砂体发育广泛,煤系外源水供给能力更强,且实际压裂规模更大,断裂和压裂缝沟通含水层造成煤层气井高产水的风险更大。建议寿阳区块坚持以合层排采为主,在井层优选时,首先应规避断裂,其次应考虑目标煤层顶底板的岩性组合,同时要注意优化和控制压裂规模。 相似文献
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打通一煤矿西区开采对地表影响程度研究 总被引：1，自引：0，他引：1
从分析矿井西区的地形地貌、地质构造、地层、水文地质条件和开采技术条件入手,对W2701工作面开采后的地表裂缝、地表水体和地面塌陷进行了调查,推算煤层开采后的冒落带和裂隙带的高度分别为40．90m和140．22m,而该区煤层埋深为450-600m,说明在正常开采下,不会对地表产生影响。但随着开采强度的增大,煤系地层上覆岩层中一些未探明隐伏裂隙的存在,可能会间接影响到地表。据此提出了设立岩移观测站、建立预警系统、留设安全煤柱等预防措施。 相似文献
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煤矿井下石门揭煤诱发的煤与瓦斯突出是一种十分复杂的矿井地质动力灾害,严重威胁着煤矿安全高效生产。选取辽宁红山煤矿为工程背景,运用FLAC3D模拟分析矿井南翼瓦斯突出危险区石门揭12煤过程中围岩力学响应特征,揭示石门揭煤突出机理,提出瓦斯预抽措施配以改进金属骨架的综合防突技术方案。研究结果表明:石门揭12煤期间,工作面超前支承压力随石门掘进动态前移,距煤层6 m范围内,工作面前方围岩掘进扰动强烈,煤体出现明显应力集中现象,垂直应力为15~19 MPa,已超过煤体强度。同时,石门工作面围岩变形量急剧增大,顶板下沉位移为15~92.22 cm,煤体弹性变形能积聚;工作面围岩塑性区范围也迅速扩展,在石门中线垂直剖面上的面积为10~50 m2,裂纹贯通形成碎煤射流通道。综合模拟结果可知,石门揭12煤过程中煤体承载较高集中应力和瓦斯压力,且储存大量弹性变形能,极易诱发突出。基于此,在传统瓦斯预抽防突措施的基础上,对现有金属骨架防突技术进行改进,使其同时具备瓦斯预抽、煤体固化和超前支护的综合防突作用,并通过现场应用取得了良好效果,为类似条件石门揭煤防突研究提供重要借鉴和参考。 相似文献
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In order to master the tendency mining-fracture-evolution characteristics of overlying strata and coal seams above working face with large inclination angle and mining depth in mining process, the 1221 working face in Zhao mine is selected as the engineering background and a mathematical model is established. The displacement variation, stress and strain of overlying strata and coal seams are simulated by using ANSYS software. In the mining process, the movement characteristics, displacement variation laws and fracture evolution characteristics of overlying strata and coal seams above working face with large inclination angle and mining depth along inclination direction are discussed. Simulation results show that with the advance of working face, the fracture development of overlying strata and coal seams is larger and larger; the area of gob is gradually expanding and the transverse stress of overlying strata and coal seams is also expanding. Stress contour of overlying strata and coal seams at both ends of gob becomes denser and denser; the activity of the overlying strata and coal seams near the up-roadway side of the gob is violent. The pressure relief zone is formed in the upper part of the strata and the roof above the gob. Large inclination angle of coal seam results in larger supporting pressure in the underside of the gob and smaller supporting pressure in the upper side of the gob. Along the inclination direction of the working face, the pressure relief zone is mainly concentrated in the outlet roadway of the working face; the fracture development and strata separation are obvious, which offer good passage for gas flow and migration. 相似文献