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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。 相似文献
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地应力和瓦斯压力作用下深部煤与瓦斯突出试验 总被引：1，自引：0，他引：1
基于目前煤与瓦斯突出模拟试验均为人为控制突出口打开的实际情况,自主研制了可改变轴压、围压和孔隙压,实现突出口自行打开的煤与瓦斯突出模拟仪。以典型高瓦斯矿井-阜新孙家湾矿为例,试验模拟了煤层开采深度分别为900、 1 100、1 300 m时,突出煤层临近工作面区域在地应力和瓦斯压力共同作用下诱导发生煤与瓦斯突出全过程。试验利用轴压、围压模拟地应力作用,孔隙压模拟瓦斯压力作用。经相似理论计算确定了3种开采深度下轴压和围压值、孔隙压逐级增加得到了突出时瓦斯压力,并拟合了关系曲线。研究结果表明：开采深度、轴压、围压、瓦斯压力与突出距离、突出强度间均呈幂指数增加规律。随深度增加,地应力与瓦斯压力对突出影响增量逐渐减小。瓦斯压力对突出影响作用存在3阶段特征,分别为急剧影响增加阶段、稳定影响增加阶段和缓慢影响增加阶段,确定了瓦斯压力对突出影响变化率最大值,即瓦斯压力变化异常区与稳定区分界点为0.75 MPa,对应开采深度为350 m,与前人理论分析结果基本吻合。由此可以推断,随深部开采,地应力与瓦斯压力共同作用下煤与瓦斯突出频度将增加,但强度和破坏程度增加率将趋于平缓。所得结论对该矿深部煤与瓦斯突出机制认识和预测防治具有参考意义。 相似文献
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基于流固耦合理论,提出煤与瓦斯突出属渗透失稳的观点,把临界失稳梯度作为煤体的抗失稳强度指标。通过对突出过程中瓦斯压力梯度变化规律的分析认为：把瓦斯压力梯度达到临界失稳梯度的降压区的煤体视为一个“失稳分层”,突出是煤体以“失稳分层”的形式向前推进的过程,而每个“分层”的失稳表现为“整体性”失稳：延期突出是煤层瓦斯压力梯度逐渐增加并最终达到临界失稳梯度的结果;突出形成的”口小腹大”的孔洞形状．是突出发生过程中流场形态发生变化所致。并将控突措施的作用机理分为4类：降低煤层瓦斯压力、增大巷道气压背景值、延长降压区宽度和提高煤体临界失稳梯度。 相似文献
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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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蒙陕接壤区侏罗系深埋煤层开采过程中,掌握不同阶段矿井涌水量变化规律,是保障煤矿安全的关键。从含水层发育特征、巷道掘进进尺、采空区半径等方面开展了相关研究,结果表明:蒙陕接壤区煤层顶板导水裂缝带范围内的3层复合含水层,富水性差异较大,分别对巷道掘进阶段和工作面回采阶段涌水量影响较大。煤矿建井阶段,矿井涌水量随着巷道掘进进尺增加而增加,但单位进尺涌水量变化不大,平均涌水量为0.008 32 m3/（h·m）。工作面回采前将钻孔水量降至5.0 m3/h以下,水压降至1.0 MPa左右,实现了顶板含水层静储量充分疏放目标。首采面和接续面回采阶段,矿井涌水量呈"阶梯式"平稳增加,矿井涌水量与采空区半径呈线性正相关关系。通过对侏罗系深埋煤层开采过程中矿井涌水量变化规律和影响因素的研究,可以为其他矿井建设和工作面回采提供安全保障和科学依据。 相似文献
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中岭矿井煤层瓦斯赋存特征及煤层掘进中的消突措施 总被引：1，自引：0，他引：1
利用煤田地质勘探资料,分析了中岭矿井煤层瓦斯赋存特征,总结了巷旁夹抽技术的实践应用,提出巷旁夹抽技术作为无烟煤掘进中的消突措施,就是利用巷道两帮的卸压条带,在巷道两帮交替布置迈步钻场,向前方施工长钻孔抽采瓦斯,以达到消除突出危险、保证工作面掘进进尺的目的. 相似文献
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云南威信县新庄煤矿区多为高瓦斯及煤与瓦斯突出矿井,该矿区总体上为一向斜,发育一系列轴向NEE的次级褶曲,瓦斯含量为0.25～40.55m3/t,平均为9.10m3/t。通过对矿区地质构造、煤层厚度、煤的变质程度、顶板岩性、煤层埋深、水文地质条件等瓦斯地质因素分析,其瓦斯分布规律总体上受向斜控制,瓦斯含量在次级构造(如向斜轴部)较高,瓦斯含量等值线总体上呈NEE向展布,瓦斯含量与煤层厚度呈正相关,瓦斯含量在浅部煤层中变化大,随埋深增大趋于增高,在600m以深,瓦斯含量增加的速度减慢;从泥岩顶板-泥质灰岩顶板-粉砂岩顶板,煤层瓦斯含量依次显著降低;矿区浅部地下水活动较活跃,随深度增加,下水头压力增大,有利于瓦斯的保存和富集,区内岩溶发育但大部分位于地表,对C5煤层影响甚微。 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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为保障厚煤层综采工作面回撤巷的安全使用,以鄂尔多斯纳林河二号井31102工作面回撤巷强矿压显现为背景,通过现场监测与理论分析相结合的方法,对厚煤层综采工作面开采过程中回撤巷强矿压显现进行研究。结果表明:厚煤层综采工作面回撤巷强矿压显现,主要为工作面采动引起的超前支承压力、相邻采空悬顶引起的双向支承应力,以及回撤巷开掘引起的静载三者耦合作用的结果。根据强矿压发生机理,提出回撤巷道及相邻巷道钻孔卸压和补强支护相结合的控制方案,使其处于“强支、强卸”状态。在相邻31103工作面回撤巷实施强矿压控制技术,通过现场观测和数据分析,表明强矿压控制技术效果良好,可有效保障回撤巷的安全使用。 相似文献
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High gas pressure gradients in coal seams play an important role in the occurrence of outbursts during underground coal mining. Excess stress resulting from body forces due to high pressure gradients contributes to the structural failure of coal. We present a one-dimensional model of a dry, rigid coal seam with a moving mine face and determine gas pressures by solving the nonlinear equation for gas flow in a porous medium. An implicit finite difference scheme is used. Since the structure of coal has a dual porosity nature, we consider flow through both the macropores and the micropores. We investigate the effect of changes in mining velocity, idle mining periods and coal properties on the pressure profile in the coal seam. When the yield zone behind the moving mine face is taken into account, the greatest body force occurs on the least competent section of the coal seam. 相似文献
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Borehole stress monitoring analysis on advanced abutment pressure induced by Longwall Mining 总被引：1，自引：0，他引：1
Nong Zhang Nianchao Zhang Changliang Han Deyu Qian Fei Xue 《Arabian Journal of Geosciences》2014,7(2):457-463
The paper presented the research on the dynamic advanced abutment stress induced by longwall mining with borehole stress meters on mining side coal mass. Twenty vibrating wire borehole stress meters were installed into the extracting coal mass wall of a first mining roadway of 910 m depth in Zhuji Coal Mine, China, and were used to monitor dynamic changes in vertical and horizontal stresses. Three months of continuous monitoring and further analysis showed that the impacting distance of advanced abutment stress induced by mining in the strike of the working face along its central axis was the farthest, greater than 250 m (the face length is 220 m); it gradually decreased in the radial direction of the face from its central axis outward; the pressure peak was located within 24 m in the front of the mining coal wall; non-synchronous caving of the layered mudstone roof at the stope occurred. Comparison between vertical and horizontal stress increments indicated that the horizontal stress was much smaller than the vertical stress in the coal mass of mining side, while the latter’s magnitude determined the drastic degree of mine pressure manifestation. The study has been applied to determine the advanced support length of the working face and further provide a reliable basis to forecast such dynamic disasters as rock burst, coal and gas outburst, etc., as well as to design the asymmetric supports on both sides of a gateway. 相似文献
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针对孤岛工作面煤层开采底板损伤问题,以河北葛泉煤矿11913孤岛工作面为研究对象,采用微震方法分析其底板破坏深度;并通过数值模拟对首采、跳采及孤岛3种工作面回采过程中围岩采动应力与底板破坏的规律进行了对比分析。微震测试结果显示11913工作面回采过程中微震事件主要发生在下巷,识别出工作面最大破坏深度20~25 m;基于COMSOL的11912首采、11914跳采及11913孤岛3个工作面数值模拟结果显示,11912首采与11914跳采条件下煤柱地应力集中状态变化不大,最大破坏深度小于11.56 m,仅发育至工作面底板的注浆改造层内部;而11913孤岛回采条件下,受到重复采动影响,工作面两侧煤柱应力集中状态骤增,最大破坏深度剧增至23 m,已发育至煤层底板的本溪组灰岩含水层。研究结果对于华北型煤田下组煤层开采底板破坏规律分析与不同类型工作面回采条件下底板水害防治有一定的参考价值。 相似文献
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适当加大综放工作面长度已成为煤矿高产高效主要发展方向之一,但工作面采长加大后,瓦斯的涌出量加大,对安全生产带来隐患。通过分析阳泉煤矿三矿综放工作面采长增加后瓦斯涌出量的变化特征,对采长200m以下和200m以上的综放工作面瓦斯涌出影响因素进行了对比研究,认为综放工作面采长增大后,邻近层垮落卸压范围增大,吨煤瓦斯涌出量增加27%;瓦斯涌出总量的增加主要取决于卸压影响范围体积的增加和煤层开采产量的增大。 相似文献
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针对淮北矿区松软煤巷条带消突采用“底板巷—穿层钻孔”成本高且效率低现状,采用顺层气动定向钻进技术,按钻孔设计精准控制钻孔轨迹于预抽条带煤层中,通过钻孔抽采瓦斯实现煤巷条带消突。根据淮北矿区松软煤层特性,开展煤巷条带预抽瓦斯定向孔设计、气动定向钻进装备选型、软煤定向孔成孔与护孔工艺、抽采效果评价等研究。该技术成功应用于淮北某矿Ⅲ635工作面煤巷条带消突,试验7个孔深均大于300 m钻孔,且全程下筛管,创造两淮软煤矿区顺层钻孔372 m最深记录,成功保障煤巷掘进,减少底板巷和穿层钻孔,为软煤矿区煤巷条带瓦斯高效治理探索出新方法。 相似文献