瓦斯压力对煤体吸附-解吸变形特征影响试验研究

以松藻煤电公司渝阳煤矿8#突出煤层原煤试样为研究对象,开展了不同瓦斯压力条件下的煤体吸附-解吸变形试验。研究结果表明:含瓦斯煤体吸附-解吸变形动态曲线可划分为抽真空压缩变形阶段I、吸附膨胀变形阶段II、解吸收缩变形阶段III等3个阶段;煤体的吸附-解吸变形具有明显的各向异性特征,但横纵向变形量比值随时间和压力变化不明显,趋于定值;含瓦斯煤体体积变形随吸附/解吸压力的增大呈线性增加,吸附/解吸时间越长,线性斜率越大;含瓦斯煤体吸附-解吸变形不可逆,残余变形量随气体压力增加而增大,且纵向变形对煤体残余体积变形贡献相对较大。     

煤体吸附变形对3种气体渗透率演化的影响

为了深入认识气体吸附对煤体渗透率的控制机制,以渗流试验为基础,采用三轴渗流仪器研究了氦气、氮气和二氧化碳3种气体在不同气压和不同有效应力条件下煤体渗透率的变化规律。研究结果表明:在相同条件下,3种气体的渗透率呈现氦气>氮气>二氧化碳,其中二氧化碳气体的渗透率受吸附变形影响最为显著;在外界应力恒定的条件下,气体吸附和有效应力对煤体渗透率变化呈现竞争态势,低气压阶段气体吸附强于有效应力,而高气压阶段则相反,煤体渗透率呈现先下降后上升的趋势;气压恒定时,随着有效应力的增大,3种气体的渗透率呈现下降趋势;受吸附变形的影响,相同有效应力下,氮气和二氧化碳的渗透率损害率均大于氦气;同时,压力为2 MPa时渗透率较压力为1 MPa时渗透率下降程度最高可达30.98%,平均压缩系数下降约为15%。     

河南省中-高煤阶构造变形煤甲烷吸附/解吸特征研究

煤体变质程度和变形结构不同,其对甲烷的吸附/解吸能力及特征也不同,通过对河南典型矿区5种中高煤阶构造变形煤的等温吸附/解吸试验研究,结果表明:中-高煤阶弱脆性构造变形煤的甲烷吸附能力随着煤变质程度的增加而增大;甲烷吸附量增量随着压力升高逐渐减小趋近于0,且甲烷吸附量增量随变质程度的增加而增大。单位压力段内甲烷解吸量随压力降低呈幂函数增大趋势,且变质程度越高,单位压力段内甲烷解吸量越大。不同类型构造变形煤单位压力段解吸量随压力降低呈单调递增的对数函数,且甲烷解吸量随着构造变形程度的增强而增大。     

CO2驱替煤层CH4中混合气体渗流规律的研究

CO2驱替开采煤层气过程中,由于CO2和CH4的竞争吸附,CO2/CH4混合气体在运移时CH4体积分数会不断发生改变,进而影响煤体变形和渗透特性。利用自主研发的三轴渗流系统,采用稳态渗流法对焦煤样进行单一组分气体(He,CH4和CO2)和不同配比的CH4/CO2混合气渗流试验。渗流过程中保持温度和体积应力(30 ℃、33 MPa)恒定,并利用LVDT测量煤体的轴向变形。结果表明:① He和不同配比CH4/CO2混合气的渗流过程均受滑脱效应的影响,气体渗透率随入口压力增大呈先减小后缓慢增大的变化;对于非吸附He,入口压力Symbol|@@2 MPa时滑脱效应对气测渗透率的影响要远远大于有效应力效应;② 在一定的体积应力条件下,不同配比CH4/CO2混合气体吸附引起的煤体膨胀应变随入口压力增加而增大,变化规律符合Langmiur方程,且在相同入口压力条件下,混合气体中CO2浓度越高,煤体膨胀应变越大;③ 在考虑有效应力效应、吸附膨胀应变对渗透率的动态影响以及滑脱因子b随煤体渗透率变化的基础上,建立了煤体气测渗透率理论模型,该模型能够描述不同配比CH4/CO2混合气体以及He渗透率随入口压力的变化;④ 随着煤储层CH4/CO2混合气体压力增大或者CO2体积分数升高,基质膨胀应变对煤体渗透率的影响逐渐减小。煤体中靠近孔裂隙的基质吸附膨胀对渗透率的影响(β)随入口压力的增加逐渐减小;CH4/CO2混合气体中CO2体积分数越高,β减小速率越大。     

含瓦斯煤多场耦合渗流解吸实验系统的研发及应用北大核心

为了改进含瓦斯煤多场耦合条件下的基础实验研究,自主研发了含瓦斯煤多场耦合渗流解吸实验系统,主要由恒压自动充气吸附单元、煤样瓦斯“面扩散”渗流解吸装置、瓦斯抽采单元、应力加卸载单元、非接触式应变测量单元、声发射监测单元、多参监测单元和实验系统管理软件组成;并应用该系统进行了煤体甲烷吸附解吸实验和含瓦斯煤受载过程中应力-应变-渗透规律研究。研究表明:煤体的吸附和解吸均符合指数函数,解吸率先快速增大后缓慢增加最终达到了平衡状态;同一时刻,随着粒径的减小,煤体吸附平衡时间越短、解吸率和解吸总量越大;含瓦斯煤应力-应变-渗透过程呈阶段特性,煤体渗透率在压密阶段快速降低;弹性变形阶段应变快速增大,渗透率缓慢降低并达到最小值;屈服阶段渗透率缓慢增加,峰后软化阶段渗透率快速增大。     

考虑煤渗透性变化的抽采渗流耦合模型研究及应用

为揭示煤岩变形对煤层瓦斯抽采渗流特性的影响,开展了煤层瓦斯抽采气固耦合问题研究。首先,考虑煤吸附解吸变形、孔隙压力及渗透性变化对瓦斯抽采的影响|然后,根据达西定律,建立以有效应力及吸附应变为耦合媒介的煤层瓦斯渗流和煤岩变形气固耦合方程|最后,以沙曲矿24208工作面为工程背景进行抽采煤层位移、吸附应变和瓦斯渗流数值模拟,并对比分析煤层瓦斯压力、煤层渗透率和瓦斯抽采量的耦合效应。结果表明：抽采后钻孔周围煤体位移呈增大趋势,煤体因瓦斯解吸收缩变形,距抽采孔越近应变量越大|抽采初期煤层瓦斯压降梯度大|煤层渗透率随抽采时间呈增大趋势,距孔越近增幅越大|初期钻孔瓦斯抽采量较大但降幅较快,后趋于稳定,对比发现模型抽采量计算结果与实际抽采数据较为一致。     

煤层注水对原煤孔隙及甲烷吸脱附性能的影响

煤层注水对防突具有显著效果,而煤层孔隙特性是影响瓦斯吸脱附及渗流的重要因素,为了从孔隙角度揭示不同注水压力对原煤体甲烷吸脱附性能的影响。选取首山矿己15-12070工作面进行煤层注水现场实验,使用氮吸附法得出各煤样孔隙特性并用分形理论计算孔隙粗糙度,使用静态容量法测出各煤样吸脱附参数。结果表明:注水后各孔径段孔隙量均有所增加,注水压力与比表面积、孔容及分形维数呈线性正相关关系;孔隙特征参数与甲烷吸脱附性能呈线性正相关关系;各煤样均出现甲烷吸脱附迟滞现象,且注水压力越高,甲烷吸附能力越强,脱附迟滞程度越大。煤层注水压力越大,煤的孔裂隙数量会增多且粗糙度增大,煤体倾向于保留更多的瓦斯。     

含瓦斯煤体力学特性实验研究

应用了胡少斌博士建立的含瓦斯煤体力学特性测试系统,进行了含瓦斯煤全应力-应变实验和含瓦斯煤吸附膨胀实验。实验结果表明,在有效围压一定的条件下,含瓦斯煤体的力学特性的影响与其瓦斯压力有关,瓦斯压力越大,煤体的弹性模量越低,抗压强度越低,抵抗变形的能力越弱;煤体中冲入吸附性越强的气体,对煤体力学特性影响越大,煤体抵抗变形的能力越弱;在固定轴向载荷和有效围压的条件下,煤体内瓦斯压力越大,煤体膨胀变形的速率越快,并且达到最终破坏的形变量也越小;吸附瓦斯和游离瓦斯的存在加速了裂纹劈裂破坏,使煤体更容易发生剪切滑移破坏。     

考虑瓦斯吸附作用的真三轴煤体剪切渗流特性试验研究

在煤炭资源科学开采过程中,煤层内部伴有复杂的瓦斯运移行为,其常处于真三轴应力状态,而当前物理试验不能反映瓦斯吸附饱和煤体的真实受力的动态状况,为此,利用自主研制的真三轴气-固耦合煤体渗流试验系统,开展了以甲烷和氦气作为吸附介质、渗流介质的煤体吸附渗流试验,对比分析了甲烷吸附在真三轴应力环境中对煤体变形和渗透率等影响的作用机理。试验结果表明:1)与氦气吸附试验定量对比分析可知,甲烷吸附作用受围压性质影响,在柔性围压一侧容易产生膨胀变形,而在刚性围压一侧产生微小变形;2)在不同的真三轴剪切应力环境中,中间主应力越大,煤体最小主应力方向上的应变速率越大;3)中间主应力效应具有双重作用,中间主应力效应与围压效应存在差异,当中间主应力超过一定的应力范围后,煤体峰值强度降低,其渗透率提高。研究成果为治理煤与瓦斯突出、提高煤层气抽采率提供了试验参考依据。     

三轴应力下软煤和硬煤对不同气体的吸附变形特性

为了深入研究煤体与瓦斯相互作用的变形特性,利用自主研发的三轴应力下煤样吸附变形动态测试系统,开展三轴应力状态下CO2和CH4气体在软煤和硬煤中吸附量以及吸附变形的动态测试试验,建立了三轴应力下煤样吸附气体变形模型。试验结果表明:① 软煤和硬煤在三轴应力条件下对CO2和CH4气体的吸附曲线符合Langmuir方程。三轴应力状态下软煤的吸附能力远大于硬煤的吸附能力,且两种煤样对CH4的吸附量都小于CO2。② 在应力恒定状态下,软煤吸附气体后的变形大于硬煤吸附气体后的变形。③ 软煤与硬煤在三轴应力下的吸附变形动态演化过程可以划分为初始快速变形阶段、缓慢变形发展阶段和变形稳定阶段3个阶段。④ 三轴应力下煤样的变形量随着吸附量的增加而增大。     

吸附作用对原煤渗透特性的影响

为了解吸附作用对原煤渗透特性的影响,利用自制的煤岩三轴渗透仪,在不同轴压和围压组合条件下,对以打通一矿低渗透突出煤层的原煤试样,采用稳态渗流法进行CO2和N2渗流试验。从渗流力学的观点,分析不同吸附性气体对原煤渗透率的影响。试验结果表明:气体吸附作用越强,气体吸附量越多,则煤样渗透率越低;气体吸附性越强,煤样受围压影响越小,煤样对气体吸附量增加幅度越大;气体压力与原煤渗透率呈乘幂函数关系。同时,给出了吸附膨胀应力与渗透率的关系表达式。研究结果对探索煤层真实的瓦斯运移规律具有一定的参考价值。     

卸压边界区径向瓦斯渗流特性试验研究

以淮北青东煤矿8号突出煤层煤样为研究对象,利用自行研制的径向瓦斯渗流实验系统,结合保护层卸压边界区地应力及瓦斯压力分布特征,进行变轴压、变瓦斯压力、变钻孔孔径条件下突出煤样径向瓦斯渗流试验。试验结果表明：相同轴压下,径向瓦斯渗流量随瓦斯压力增加而增加,成二次多项式关系,渗透率随瓦斯压力增加,在0~0.6 MPa内迅速降低,随后缓慢下降,并趋于稳定;相同瓦斯压力下,渗透率随覆压增加呈线性递减趋势;受钻孔卸压影响,在低轴压阶段,大孔径松软低强度试样渗透率显著高于小孔径试样的渗透率,随轴压增加,两者渗透率逐渐趋于一致。     

瓦斯压力对卸荷原煤力学及渗透特性的影响

运用自主研制的含瓦斯煤热流固耦合三轴伺服渗流试验装置,以原煤煤样作为研究对象,在不同瓦斯压力条件下对含瓦斯煤进行了固定轴向应力的卸围压瓦斯渗流试验,研究卸围压过程中瓦斯压力对煤体的力学及渗透特性的影响。研究结果表明：开始卸围压后,煤体出现明显的扩容现象,径向发生明显膨胀应变,煤体中的渗流通道张开,煤体中瓦斯的渗流速率随之加快;随着瓦斯压力的升高,解除单位围压后煤样产生的变形变大,渗流速率升高的速率也随之增大;瓦斯压力越高,煤样从开始卸围压起至破坏的时间越短,即煤体强度越低;在卸围压初始阶段,煤样变形模量变化不大,在进入屈服阶段和失稳破坏阶段后,煤样的变形模量减小的速率开始明显加快。从煤样开始卸围压至破坏之前,煤样的变形模量下降了3.71%~7.45%;煤样的泊松比逐渐增大,围压与泊松比的对应具有较为明显的幂函数关系。     

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。     

力热耦合作用下煤岩吸附及渗透特性的试验研究

利用等温吸附试验仪器与含瓦斯煤热-流-固耦合三轴伺服渗流装置,为模拟深部煤层瓦斯开采过程,分别进行不同温度下等温吸附试验与孔隙压力升高的渗流试验,建立考虑过剩吸附量修正的吸附模型并修正吸附膨胀模型,探究力热耦合作用下煤岩吸附与渗流变化规律。结果表明:瓦斯吸附量在不同温度下随瓦斯压力升高均呈增大趋势,随温度升高吸附量逐渐降低。在高压下需考虑过剩吸附量造成的误差,修正的Langmuir模型比原模型计算结果精度更高;建立了考虑温度与过剩吸附量修正的吸附变形模型与吸附膨胀模型,煤岩吸附应变随孔隙压力升高而减小,且温度越高应变变化量越小。随孔隙压力升高,煤岩渗透率及吸附膨胀与滑脱效应导致的渗透率变化量均呈下降的趋势,且随温度升高3者逐渐增加;吸附膨胀是引起煤岩渗透率减小的主要因素,吸附膨胀与滑脱效应对渗透率的贡献率随孔隙压力升高逐渐下降,其贡献率均随温度升高逐渐增加。     

同安煤矿远距离上保护层开采保护效果初探

以同安煤矿远距离上保护层开采作为研究对象,通过测定同安煤矿下部15#突出煤层瓦斯压力、瓦斯流量、煤层透气性和煤层相对变形等参数变化情况,研究该矿5#煤层作为上保护层对下部15#煤层的防突保护效果。结果表明:下保护范围内的15#煤层原始瓦斯压力显著下降,煤层相对变形增加到2.41‰,瓦斯流量增加了67倍,透气性系数增加了115倍。5#远距离上保护煤层对下部15#被保护煤层起到了较好的保护作用。     

Enhanced coalbed gas drainage based on hydraulic flush from floor tunnels in coal mines

Gas drainage for the single and low gas permeability coal seam is the key technical problem hampering efficient coal mine gas drainage and without which mining safely cannot be realised in China. To solve this problem, this paper presents an engineering method for enhanced coalbed methane recovery based on high-pressure hydraulic flush from floor tunnels. The first step is to evaluate when the likelihood of coal and gas outburst reaches dangerous levels according to coal seam parameters (including coal seam gas contents, gas pressure, permeability and geological conditions). With these parameters in place, the second step is to determine and optimise borehole parameters, such as the effective influencing radius of hydraulic flush, hydraulic flush space between drills and borehole number to make sure that the coal seam stress is fully released and permeability is dramatically increased. What is also included in this step is the employment of a high-pressure hydraulic flush of coal from boreholes drilled from tunnels developed in the floor of the coal seam. Parameters of water pressure, water flow rate and the volume of coal flushed out are selected based on on-site testing and numerical modelling. Finally, numerical modelling and onsite testing are employed to validate the effects of enhanced coalbed methane recovery, which is whether or not coal and gas outburst danger is eliminated according to the national standards of China. The results show that the technology could improve the permeability of a coal seam and that the gas seepage coefficient was increased by about 10.50 times, the pre-gas drainage ratio was up to 35.5–70.4% and the borehole gas drainage experienced a process of increase-steady-decrease, which delayed 15–20 days of the attenuation time.