北京约翰芬雷选煤设计院怎么样?去这做结构设计一般一个月能拿多少钱?要长期出差吗?
待遇应该不错的,他在太原和南京都有分院的,西安的分院前段时间去过,办公室还没有收拾好.这个公司同时也做矿用产品的,前景不错的.我认为,你如果是刚毕业的一个学生,不要看能拿多少钱,应该是到一个大点的公司学习一下,在设计中,工龄越久越有钱,也会有人挖你的!还是好好学习吧!
书名:煤矿矿井采矿设计手册 上册
图书编号:1014235
出版社:煤炭工业出版社
定价:106.0
ISBN:750200542
作者:
出版日期:1996-01-01
版次:1
开本:16开
简介:
(京)新登字042号
内容提要
本《手册》是为矿山(主要为煤矿)设计工作者编写的一本矿井设计实用工具书·全书共分:采矿设计常
用技术资料、矿区总体和矿井开拓、采区布置和采煤方法、巷道断面及交岔点、立井井筒及硐室、斜井井筒及
硐室、井底车场、井底车场硐室、采区车场及硐室、通风与安全等十篇,分上、下两册出版·书中编入了有关
设计依据、规定、设计原则、计算方法和实例·此外还列举了大量的资料和数据·本《手册》表达形式以图表为
主,文字叙述亦较简洁,便于读者查阅·
责任编辑:鲍仪施修诚张文山
目录:
目录
第一篇采矿设计常用技术资料
第一章常用数学、力学公式
及有关计算用表
第一节常用数学公式
一、代数
二、平面三角
三、常用曲线
四、微积分
五、几何图形及数学用表
六、曲线、切线长度计算
第二节梁的内力及变位计算公式
一、受静载荷梁的内力及变位
计算公式
二、受冲击载荷梁的计算公式
第二章常用符号、计量单位及换算
第一节字母表
第二节单位制和单位换算
一、中华人民共和国法定计量单位
二、曾经使用及暂时与国际单位制
并用的单位
三、市制单位
四、常用计量单位及其换算关系
第三章煤的性质、分类及用途
第一节煤的性质及工业分析
一、煤的物理性质
二、煤的化学性质
三、煤的工艺性质
四、我国不同牌号煤的主要煤质指标
第二节工业用煤的分类及综合利用
一、中国煤(以炼焦用煤为主)
分类方案
二、国际硬煤分类
三、煤质主要指标
四、煤的综合利用
第三节工业用煤的质量要求
一、炼焦用煤
二、动力用煤
三、气化用煤
四、炼油用煤
五、腐植酸用煤
第四章岩石性质与围岩分类
第一节岩石性质
一、岩石的物理力学性质
二、岩体的工程性质
第二节围岩分类
一、锚喷围岩分类
二、普氏岩石分类
三、铁路隧道围岩分类
第三节煤层分类
一、煤层分类
二、构造和煤层顶底板
三、缓倾斜煤层工作面顶板分类
第五章窄轨道岔与线路联接
第一节窄轨道岔
一、窄轨道岔的类别和系列
二、窄轨道岔选用说明
三、扳道器的布置
四、警冲标
第二节线路联接
一、单开道岔非平行线路联接
二、单开道岔平行线路联接
三、对称道岔线路联接
四、渡线道岔线路联接
五、三角岔道线路联接
第六章矿井开采抗震设计资料
第一节简述
一、地震烈度
二、震级与震中烈度及震源深度
之间的相互关系
三、岩石性质对地震烈度的影响
四、水文地质条件对地震烈度的影响
第二节井巷工程震害与采矿抗震
设计的有关规定
一、井巷震害
二、采矿抗震设计的有关规定
三、名词术语
第七章工业场地和铁路安全煤柱
留设方法
第一节岩层移动角、边界角及其计算
一、岩层移动角、边界角及其计算
二、建筑物的保护级别
三、保护地面建筑物及主要井巷
的方法和围护带的大小
第二节安全深度
第三节安全煤柱的计算
一、计算规则
二计算方法
第四节安全煤柱设计实例
一、立井安全煤柱的设计实例
二、斜井安全煤柱的设计
三、工业场地安全煤柱的设计
四、铁路安全煤柱的设计
第八章采矿制图
第一节制图一般规定
一、图幅
二、图签
三、比例
四、字体及书写方法
五、字母代号
六、图线及画法
七、剖面(断面)线的画法
八、尺寸注法
九、图纸上序号的注法
第二节图例
一、说明
二、图例
三、常用地质图例
第九章图纸编号
第一节图纸分类及符号
一、说明
二、设计图纸的分类和符号
三、图号组成
第二节固定图号
第十章常用工程材料
第一节钢铁材料
一、各种型钢的型号规格尺寸
重量及有关系数
二、钢轨及附件
三、钢板
四、钢管
五、几种常用的钢丝绳的规格
重量及抗拉强度
六、螺栓
七、螺母
八、垫圈
九、花篮螺丝
第二节木材及竹材
一、木材
二、竹材
第三节砖、石、砂材料
一、砖
二、石料
三、石子的分类及质量要求
四、普通砂的分类及质量要求
五、砌筑砂浆配合比
六、砂浆的标号
第四节水泥、混凝土
一、水泥
二、混凝土
三、喷射混凝土
四、钢筋
第五节其他材料
一、铸石
二、树脂
三、胶管
四、矿用胶布风筒
五、塑料制品
第十一章采掘运设备及部分
煤矿专用设备
第一节采掘运设备
一、采煤机械
二、煤矿运输设备
三、煤矿支护设备
四、掘进、装载机械
五、煤(岩)电钻
六、煤矿井巷工程设备
七、矿井小绞车
八、工业泵
第二节部分煤矿专用设备
一、翻车机
第二篇矿区总体设计和井田开拓
第一章设计依据
第一节计划任务书及设计的审批决定
一、计划任务书
二、设计的审批决定
第二节地质报告
一、地质报告的内容
二、分析地质报告的内容及方法
第三节生产矿井概况
一、生产矿井(露天矿)概况
二、地质情况
三、生产矿井(露天矿)主要
技术经济指标
第二章矿区总体设计
第一节一般规定与设计内容
一、一般规定
二、设计内容
第二节井田划分
一、井田划分的原则
二、井田划分的方法
三有关井田尺寸的规定及计算
公式
四、井田划分实例
五、各类井型实际井田尺寸
第三节矿区规模与服务年限
一、一般规定
二、确定矿区规模的依据
三、各类规模矿区均衡生产年限
四、储量动用系数
第四节井田开拓及并筒(平碉)位置
第五节矿井建设顺序
一、编制矿井建设顺序的原则和依据
二、矿井建设顺序实例
第三章井田开拓
第一节井田开拓方式的确定
一、开拓方式分类
二、确定开拓方式的主要依据
三、开拓方式的选择
四、水力采煤与水砂充填的适用条
件及主要问题
第二节矿井设计生产能力与服务年限
一、生产能力的确定
二、井型与服务年限参考资料
第三节井田境界与水平划分
一、井田境界
二、水平划分
第四节井筒位置选择
一、地面条件
二、井下条件
三、综合确定井筒位置
四井口坐标计算、提升方位角
及井硐方位角
五、井口标高
六、风井位置选择
七、注砂井位置选择
第五节主要巷道布置与采区划分
一、主要巷道布置
二、采区划分与开采顺序
第六节开采计划与水平延深
一、开采计划
二、水平延深
第七节大巷运输
一、大巷运输方式
二、大巷运输方式的选择
三、矿车选型与数量
第八节矿井工作制度
第四章井田开拓方案比较
第一节方案比较内容
一、井筒形式方案比较内容
二、生产能力方案比较内容
三、井筒(平硐)位置方案比较内容
四、水平划分方案比较内容
五、通风方式方案比较内容
六、运输大巷布置方案比较内容
七、大巷运输方式方案比较内容
八、总回风道布置方案比较内容
九、采区划分方案比较内容
第二节方案比较法
一、方法、步骤
二、方案比较时应注意的问题
三、经济比较的计算方法
四、建设工期
第三节方案比较实例
一、矿井生产能力
二、水平划分
三、井筒形式、位置及通风
附录一煤田地质
一、地层与地质时代
二、中国主要含煤地层
三、煤层
第三篇采区布置和采煤方法
第一章采区布置设计依据及要求
第一节采区布置设计依据
第二节采区布置要求
一、一般要求
二、初期采区位置选择的要求
第二章主要参数选择
第一节采区尺寸
一、采区尺寸的数值
二、影响采区尺寸的因素
三、设计采区尺寸参考数据
第二节采煤工作面及分阶段长度
一、工作面长度
二、工作面长度的确定因素
三、工作面长度参考资料
四、分阶段长度
第三节同时回采工作面的错距
一、确定回采工作面错距的要求
二、《煤矿安全规程》的有关规定
三、同时回采工作面错距的计算方法
四、工作面错距经验数值
五、分层开采工作面错距示例
第四节采区煤柱及回采率
一、采区煤柱分类及尺寸
二、确定采区煤柱的要求
三、采区回采率
第五节采区生产能力
一、影响采区生产能力的主要因素
二、确定采区生产能力的方法
三、采区生产能力参考资料
第三章采区巷道布置
第一节煤层群分组和采区巷道联
合布置的适用条件
四构造
附录二煤田勘探
一、勘探程序和工作程度
二、构造和煤层类型(勘探类型)
三、各勘探阶段的煤质工作
四、水文地质勘探
五、开采技术条件勘探
六、伴生有益矿产勘探
七、储量计算
一、煤层群分组的主要依据
二、采区巷道联合布置的适用范围
三、煤层群分组实例
第二节采区巷道矿山压力显现规
律及其应用
一、采区巷道受压后的一般状态
二采区内各类巷道矿山压力显
现规律及巷道维护措施
三、无煤柱开采
第三节近水平、缓及倾斜煤层采
区巷道布置
一、巷道布置类型
二、采区(盘区)巷道布置
三、倾斜长壁开采巷道布置
四、跨多上山(石门)连续开采
巷道布置
第四节急倾斜煤层采区巷道布置
一、急倾斜煤层采区巷道布置特点
二、采区巷道布置
第五节综采采区巷道布置
一、综采对采区巷道布置的要求
二、煤炭部《综采采区、工作面设计
暂行规定》对综采采区巷道布
置的有关规定
三、综采工作面巷道布置方式
第六节水砂充填采煤法采区巷道布置
一、巷道布置类型图示
二、巷道布置分析
第七节水力采煤的采区巷道布置
一、水力采煤采区的巷道布置
类型图示
二、水力采煤采区巷道布置的特点
第八节有煤与沼气突出危险煤层
的采区巷道布置
一、《煤矿安全规程》对有煤与
沼气突出危险煤层的采掘
规定
二、开采解放层
三、采区巷道布置
第九节采区(盘区)巷道布置实例
一、走向长壁开采采区(盘区)
巷道布置实例
二、倾斜长壁开采采区(盘区)
巷道布置实例
三、水力采煤采区巷道布置实例
第四章采煤方法
第一节采煤方法的选择
一、采煤方法选择的依据
二、采煤方法选择的要求
三、采煤方法分类
第二节薄及中厚煤层采煤方法
一、缓倾斜煤层单一长壁采煤法
二、倾斜煤层单一长壁采煤法
第三节厚煤层采煤方法
一、倾斜分层走向长壁采煤法
二、V型倾斜长壁水砂充填采煤法
第四节急倾斜煤层采煤方法
一、伪倾斜柔性掩护支架采煤法
二、急倾斜厚煤层水平分层斜
切分层采煤法
三、倒台阶采煤法
四、仓储采煤法
五、钢丝绳锯采煤法
第五节综合机械化采煤
一、自移式液压支架的类型
二、自移式液压支架的选择
三、工作面布置及主要参数
四、劳动组织及技术经济指标
第六节水力采煤
一、漏斗式采煤法
二、小阶段(走向短壁)式采煤法
三、适用条件及有关参数
四、作业方式及技术经济指标
第五章建筑物铁路和水体下
采煤
第一节岩层与地表移动的一般特征
一、岩层移动的一般特征
二、地表移动的一般特征
第二节地表移动和变形的主要参数
及预计方法
一、地表移动和变形的基本概念
二、地表移动和变形的主要参数
移动和变形的预计方法
第三节建筑物下采煤
一、地表移动和变形对建筑物的影响
二、减少地表移动和变形的开采措施
三、建筑物下采煤实例
第四节铁路下采煤
一、铁路下采煤的特点和要求
二、铁路下采煤应采取的措施
三、铁路下采煤实例
第五节水体下采煤
一、采动后上覆岩层的变形和破坏
特征
二、导水裂缝带高度的计算
三、水体下采煤的技术措施
四、水体下采煤实例
第六章采掘关系
第一节配采
一、矿井两翼产量与储量的关系
二、各类煤层合理配采
三、不同开采技术条件的煤层
合理搭配
四、确定合理的掘进率
五、工作面进度
第二节巷道掘进工程排队
一、接续时间一般要求
二、巷道掘进速度
三、掘进组的配备
第三节三量规定
一、三量可采期的规定及计算
二、三量的解释和计算范围
三、三量的合理可采期
四、三量接替系数
第七章采区运输
第一节煤炭运输
一、《煤炭工业设计规范》的有关
规定
五、回采工作面运输巷胶带化及效果
六、胶带运输对巷道布置的要求
第二节辅助运输
第四篇巷道断面和交岔点
第一章巷道断面
第一节巷道断面形状的选择
一、选择断面形状应考虑的因素
二、巷道断面形状及其适用条件
第二节拱形、梯形及矩形巷道断面
尺寸的确定
一、确定巷道断面净尺寸的有关规定
二、巷道断面净宽度的确定
三、巷道断面净高度的确定
四、圆弧拱形及三心圆拱形几何参数
五、按通风条件校核巷道断面
六、经济断面
第三节地压及巷道支护计算
一、地压计算
二、巷道支护计算
第四节拱形、梯形、矩形巷道支护
参数及工程量材料消耗量
一、锚喷支护
二、砌石旋支护
三、木支架及梯形金属支架
第五节封闭拱形巷道断面的计算
一、设计原则
二、几种封闭拱形巷道断面
第六节U型钢拱形可缩性支架
一、支架分类
二、支架的适用条件
三、拱形可缩性金属支架设计参数
四、三节对称直立式拱形可缩性金
属支架巷道断面计算
五、25U型钢拱形可缩性支架应用
实例
第七节曲线巷道
一、矸石及材料运输方式
二、人员运送
第三节采掘运设备配备
二、采区上(下)山煤炭运输方式
三、采区运输设备能力的确定
四、采区掘进煤的处理
一、采掘运设备的配备
二、采掘运设备的备用台数
一、曲线轨道半径
二、曲线巷道加宽值
三、曲线轨道的外轨超高值
四、曲线轨道的轨距加宽值
第八节水沟
一、水沟布置
二、水沟砌筑
三、水沟坡度及流速
四、水沟断面和流量计算
五、水沟盖板
六、特大涌水量矿井的水沟实例
第九节轨道铺设
一、钢轨
二、轨枕
三、石碴道床
四、固定道床
第二章平巷交岔点
第一节交岔点分类
一、普通交岔点
二、穿尖交岔点
第二节交岔点平面尺寸的确定
一、确定交岔点平面尺寸的依据
二、交岔点平面尺寸计算公式
三、交岔点平面尺寸计算
第三节交岔点墙高及斜率
一、交岔点墙高
二、交岔点斜率
第四节交岔点支护
一、锚喷支护交岔点
二、砌石旋支护交岔点
第五节工程量及材料消耗量计算
第五篇立井井筒和硐室
第一章立井井筒平面布置
第一节概述
一、井筒断面形状
二、井筒名称
第二节并筒平面布置
一、井筒平面布置设计依据和要求
二、井筒平面布置形式
三、立并提升容器
第三节井筒断面的确定
一、井筒断面确定步骤
二、刚性罐道的井筒断面确定方法
三、井筒断面积计算
四、井筒断面布置实例
第二章井筒装备
第一节钢丝绳罐道
一、概述
二、钢丝绳罐道布置形式
三、钢丝绳罐道安全间隙的确定
第二节刚性罐道
一、概述
二、罐道梁
三、罐道
四、罐道布置形式及罐道梁固定方式
第三节刚性罐道的计算
一、荷载分析
二、罐道、罐道梁上的荷载计算
三、罐道计算
四、罐道梁计算
五、罐道梁层间距的确定
六、计算实例
第四节罐道与罐道、罐道与罐道梁
的连接
一、罐道接头
二、钢罐道梁接头
三、罐道与罐道梁的连接
第五节管路敷设及梯子间
一、管路布置及管子梁的选择
二、电缆布置与敷设
三、梯子间
第六节井筒装备的防腐
一、井筒中钢材构件的防腐
二、木质构件的处理
第七节百米井筒装备材料消耗
第三章井筒支护
第一节支护类型及支护材料
一、支护类型
二、支护材料
三、混凝土配料
第二节立井地压计算
第三节井壁厚度及圆环内力的计算
一、井壁厚度计算
二、均匀侧压力作用下圆环内力计算
三、不均匀侧压力及圆环内力计算
四、井口构筑物作用下的侧压力及井
壁圆环内力计算
五、地震力作用下的井筒侧压力
第四节混凝土、钢筋混凝土构件
一、混凝土、钢筋的强度及参数
二、混凝土、钢筋混凝土构件计算
第五节砖石构件(砂浆砌体)的强
度计算
一、砌体强度计算
二、圆环砌体承载力的验算
三、计算实例
第六节井筒锚喷支护设计
一、使用条件及注意事项
二、锚喷支护参数的选择
三、立并锚喷支护计算
第七节壁座及梁窝计算
一、壁座设计
二、梁窝尺寸计算
第四章冻结法凿井井壁设计
第一节井壁类型及特点
第二节井壁设计依据
一、井筒特征及装备情况
二、地质及水文地质资料
三、冻结施工资料
第三节冻结深度及壁座位置的确定
一、冻结深度的确定
二、壁座位置的选择
第四节设计荷载
一、地压
二、不均匀地压
三、冻结压力(施工期间临时荷载)
第五节混凝土及钢筋混凝土
井壁设计
一、井壁安全系数的确定
二、混凝土并壁的设计
三、钢筋混凝土井壁的设计
第六节冻结法井壁设计中的
几个问题
一、冻结井壁受力的一般规律
二、冻结并筒混凝土井壁的特点
三、冻结井壁的裂缝及温度应
力计算
第七节复合井壁
一、材料及使用要求
二、复合井壁各部分的组成和作用
三、复合井壁设计计算
四、壁座的设计
第八节井塔荷载作用下的井壁结构
一、概述
二、计算公式及图表的应用
三、计算步骤
第九节冻结法双层钢筋混凝土井壁
设计实例
一、井筒计算资料
二、井壁侧压力计算
三、确定井壁厚度
四、按冻胀力对外层井壁环向配筋
的计算
五、内壁环向配筋计算
六、按吊挂力计算竖向钢筋及抗裂
性验算
七、壁座的设计
八、在井塔作用下的井壁计算
第五章钻井法井壁结构设计
第一节概况
一、钻井法施工井壁的一般结构形
式以及要求
二、煤炭系统钻井法凿井施工情况
三、国内、外使用立井钻机的主要
技术特征
第二节预制钢筋混凝土井壁计算
一、钻井法施工井筒直径的确定
二、钻井法井筒设计的结构
安全系数
三、荷载
四、井壁强度及稳定性计算
第三节井壁底计算
一、浅碟式井壁底
二、截锥式井壁底
三、半球和削球式井壁底
四、半椭圆回转扁球壳井壁底
第四节设计举例
一、设计依据
二、地压计算
三、井壁计算
四、回转椭圆扁球壳并壁底的计算
第六章沉井法结构设计
第一节沉井法分类及技术特征
一、沉井法分类
二、沉井技术特征
第二节沉井井壁结构设计
一、设计依据及所需资料
二、井筒主要参数确定及井壁设计
三、井壁的环向配筋计算
四、井壁竖向钢筋的计算
第三节沉井刃脚设计
一、刃脚的用途及形状
二、刃脚内力及配筋计算
第四节沉井构造要求
第五节套井结构设计
一、套井尺寸的确定
二、套井的结构型式及特点
第六节沉井结构计算实例
一、地质情况
二、沉井井筒尺寸确定
三、按下沉条件验算井壁厚度
四、井壁环向配筋计算
五、竖向钢筋计算
六、联系钢筋
七、沉井的刃脚计算
第七章硐室
第一节罐笼立井井筒与井底车场连
接处(马头门)
一、设计依据
二、连接处形式
三、连接处尺寸的确定
四、连接处断面形状及支护
五、连接处附属硐室及行人通道
六、其它要求
七、部分矿井连接处设计索引
第二节井底煤仓及箕斗装载硐室
一、设计依据
二、并底煤仓及箕斗装载硐室布置
三、井底煤仓
四、箕斗装载硐室
五、装载胶带输送机巷及机头、给
煤机、贮气罐硐室
六、配煤胶带输送机巷
七、井底煤仓、箕斗装载硐室通用
设计索引
第三节箕斗立井井底清理撒煤硐室
及水窝泵房
一、设计依据
二、清理撒煤硐室及水窝泵房布置
三、井底受煤漏斗及撒煤溜道
四、沉淀池硐室及水仓、水窝泵房
五、清理斜巷及绞车房
六、部分矿井箕斗立井井底清理撒
煤及水窝泵房设计索引
第四节罐笼立井井底水窝及清理
一、设计依据
二、井底水窝分类
三、井底水窝深度的确定
四、井底水窝支护及水窝底部结构
五、井底水窝梯子间及平台梁
六、井底水窝排水及清理方式
七、副井井底清理斜巷及排水硐室
通用设计索引
第五节立风井井口及井底布置
一、设计依据
二、井口布置
三、井底布置
四、风井井底连接处通用设计索引
第六节休息硐室
一、设计依据
二、休息硐室的布置
三、断面及支护
第七节硐室支护计算
一、设计依据
二、支护计算
三、计算例题
主要参考资料
鲜保安 王宪花 高颖
(中国石油勘探开发研究院廊坊分院煤层气项目经理部 河北廊坊 065007)
作者简介:鲜保安,1966年生,男,陕西户县人,博士学位,1991年毕业于石油大学(华东)开发系钻井工程专业,长期从事石油、天然气、煤层气钻井完井技术研究工作。通讯地址:河北省廊坊市44信箱,邮编:065007,Email:xbalffy 69@Petrochina.com.cn。
摘要 煤层气是一种以吸附态储集在煤层中的天然气资源,煤层裂缝系统由众多不同类型的裂纹组成,原始裂纹与应力变化产生的新裂纹形成网状结构,煤层气多分支井增产机理在于实现了广域面的效应,可以大范围沟通煤层裂隙系统,扩大煤层降压范围,降低煤层水排出时的摩阻,大幅度提高单井产量和采收率。根据流体串联和并联管路设计原理,推导出多分支井身结构协调方程,并依此设计出2类紊流型和5类层流型的多分支井身结构。
关键词 煤层气 多分支井 井身结构 设计模型
Application Study of Hydrodynamics in Well Bore Structure Design of Multi-Lateral Wells of CBM
Xian Bao'an,Wang Yaohua,Gao Ying
(Langfang Branch of PetroChina Research Institute of Petroleum Exploration & DeveloPment,Langfang 065007)
Abstract:CBMis a kind of natural gas stored in coal seams in absorption states.Facture system of coal seams consists of many different types of cleats.The original and stress-induced cleats formed network of fracture system of coal seams.The reasons why multilateral well of CBM can enhance production of CBM are that it establishes better communication and connection channels within a larger radius among coal cleats,expands the scope of pressure dropping of coal seams,reduces the frictional force of flow-out of coal seam water and consequently greatly enhances CBM production and recovery of single well.Based on the theory of series-parallel circuit design,the author designed a coordination equation for wellbore structure of multilateral well and subsequently designed two sorts of turbulent flow and five sorts of laminar flow of wellbore structures of multilateral wells.
Keywords:CBM;multi-lateral wells;wellbore structure;design models
引言
煤层气是指储集在煤层中的天然气,主要指吸附在煤岩基质内的甲烷,即煤层中以吸附状态存在的天然气[1]。多分支井可定义为提高泄油(气)面积,把主水平井或直井侧钻多次,从主水平井或直井井筒钻出多个分支井眼。煤层气多分支井技术正是针对煤层气储层的低压、低渗、低流体动能和低产特性而提出来的,集煤层气钻井、完井与增产措施于一体。
多分支井按曲率半径划分为四类,即长半径分支井、中半径分支井、短半径分支井、超短半径分支井,其中中曲率半径分支井应用最广泛。分支井按井眼轨迹划分为四类,即主井筒为直井的双分支井、主井筒为直井的三分支井、主井筒为水平井的三分支井、主井筒为水平井的梳齿状分支井。主井筒为直井的双分支,分别开发两个不同的产层,两个井筒分别是直井和定向井。主井筒为直井的三分支井,主井筒以下有两个分支。主井筒为水平井的三分支井,三个分支井在主井筒同侧,分别开发三个层位。主井筒为水平井的梳齿状分支井,主井筒为水平井,各分支呈梳齿状或逆斜分布[2]。
1 多分支井主要增产机理与优点
多分支井技术适合于开采低渗透储层的煤层气,主要原因在于分支井眼能够改善低渗透储层流体的流动状态。煤层裂缝系统由众多不同类型的裂纹组成,产状各异的裂纹将煤层分割成形状不同的晶体,即煤岩基质。煤层段分支或水平井眼以张性与剪切变形形成的裂纹为主,并且由于钻采过程中煤层应力状态的变化,导致原始闭合的裂纹重新开启,原始裂纹与应力变化产生的新裂纹形成网状结构,所以煤层气多分支井的增产机理在于突破了原来直井点的范围与单一水平井的线或窄面的局限,实现了广域面的效应,可以大范围沟通煤层裂隙系统,扩大煤层降压范围,降低煤层水排出时的摩阻,大幅度提高单井产量和采收率[3]。多分支水平井技术的优点主要有以下几方面:
(1)增加有效供给范围。水平钻进400~600m是比较容易的,然而要压裂这么长的裂缝几乎是不可能的,而且造就一条较长的支撑裂缝要求使用大型的压裂设备。多分支水平井在煤层中呈网状分布,将煤层分割成很多连续的狭长条带,从而大大增加煤层气的供给范围。
(2)提高煤层导流能力。压裂的裂缝无论长度多长,流动的阻力都是相当大的,而水平井内流体的流动阻力相对于割理系统要小得多。分支井眼与煤层割理的相互交错,煤层割理与裂隙更畅通,就提高了裂隙的导流能力。
(3)减少对煤层的伤害。常规直井钻井完钻后要固井,完井后还要进行水力压裂改造,每个环节都会对煤层造成不同程度的伤害,而且煤层伤害很难恢复。采用多分支水平井钻井完井方法,就避免了固井和水力压裂作业,这样只要在钻井时设法降低钻井液对煤层的伤害,就能满足工程要求。
(4)单井产量高,经济效益好。采用多分支水平井开发煤层气,单井成本比直井高,但在一个相对较大的区块开发,可大大减少钻井数量,降低钻井工程、采气工程及地面集输与处理费用,从而降低综合成本,而且产量是常规直井的2~10倍,采出程度比常规直井平均高出近2倍,既提高经济效益,更为重要的是充分地开发了煤层气资源。
(5)具有广阔的应用前景。多分支水平井不仅可用于开发煤层气资源,还能应用于开发稠油或低渗渗透油藏、地下水资源和地下储油储气库工程。
2 多分支井眼摩阻计算与结构设计模型
2.1 多分支井眼管路与摩阻计算模型
这里只计算分支水平井的摩阻,可将分支水平井的水平投影简化成并联管路,钻进煤层的主井眼可简化成主管路,分支段管路为部分主管路和并联管路再串联(图1),利用并联管路的水力计算模型计算水平井眼的摩阻。
1.2.…….i.i+1.……n表示分支井眼与主井眼连接处节点序号,A、B为主井眼流体起始与终止节点。
图1 多分支井管路模型
主管路末端的总摩阻Hf应由两部分的矢量和,一是主管路与分支管路重叠的摩阻HMi的部分,二是各个分支井眼的分管路摩阻Hfi的矢量和[4]:
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主管路末端的总流量应该是个分支管路流量的代数和:
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2.2 多分支井眼摩阻计算
以武M1-1井为例,水平段进尺6141m,最大日产水量400m3/d(0.255m/s),单位长度水流量qw/d为0.065m3/(d·m)。设各分支平均流速为 ,m/s;各分支井眼长度Li,直径di,m,水的运动粘度γ为1×10-6m2/s,井径扩大率为10%,井径为152mm的井眼绝对粗糙度为15.2mm。即有以下各计算公式:
相对粗糙度系数:ks/d=0.01
各分支流速:
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各分支雷诺数:
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通过计算出分支井眼的摩阻系数入i,可得各分支井眼的摩阻:
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紊流流动有利于排出井筒内的岩屑,进而提高分支井筒的水产量,达到整个多分支井眼系统的整体排水效率。
2.3 分支井眼临界长度和井眼直径计算模型
分支井眼系统设计首先要考虑充分尽快排水和煤屑为目的,可按两相流计算。但因为控制钻速,煤屑量很少,可忽略煤屑的影响。
2.3.1 紊流与近似紊流计算模型
(1)紊流条件临界长度模式
由于层流与紊流区的临界条件是雷诺数大于2300,即
Re>2300,故有
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将式(3)代入(6)整理后即得,
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令f(Li,di)= ,即
f(Li,di)>3.38×108即
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式(8)就是计算各分支井眼在满足紊流排水条件的临界长度公式。这是理想的计算模式,依此计算的分支段长和井眼直径更有利于煤层排水和后期采气。
(2)近似紊流条件长度模式
对于低产水煤层,井眼直径不能无止境地减小,这时以接近紊流模式设计,适当减小分支井眼半径
井眼直径计算:
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井眼直径长度:
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约束条件:
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其中Pi为煤层的储层压力。
采用近似层流条件模式计算分支长度和井眼直径时选择更小井眼为宜,而主井眼的直径影响不大,即整个分支井眼系统中也采用变直径井眼组合模式。
2.3.2层流计算模型
由于大部分煤层气多分支井眼的水产量较低,通过式(4)很容易判断出流态为层流,所以用层流模式设计煤层气多分支井眼的长度和井眼直径更具现实意义。
在图1b中,设Li为第i分支长度,Loi,i+1为主井眼节点i到节点i+1的长度,Hfi为第i个分支井眼的摩阻,Hfi,A为第i个节点处的总摩阻,即主井眼节点i到A点的摩阻,Hofi,(i+1)为主井眼第i个节点i至第i+1个节点的摩阻,入i为第i个分支井眼的摩阻系数,入oi,(i+1)为主井眼第i个节点到(i+1)节点的摩阻系数,vi为第i个分支井眼流体的平均流速,voi,(i+1)为流体在主井眼第i个节点到(i+1)节点段的平均流速,故各节点处的总摩阻Hfi,A有以下关系式:
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由式(5)有Hfi=入i
对主井眼且有:
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则节点i的总摩阻又有式:Hfi,A=Hf(i-1)+Hof(i-1),i(14)
上式第一项为从第(i-1)分支井眼流体在节点(i-1)的摩阻,第二项为第(i 1)节点至节点i主井眼流体的摩阻。
通过将(12)、(13)代入(14),并利用(11)关系式,经整理后有:
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这就是多分支井眼结构协调方程,即分支井眼等摩阻设计模型。通过迭代就可设计主井眼和分支井的直径和长度。这里的各种流速要根据井眼的流量及式(3)、(4)计算。
如果煤层含水量很少,水产量很低,即各井眼流速极低,对摩阻系数影响很小,可忽略摩阻系数的影响,即(15)可简化成:
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如果把主井眼和分支井眼直径设计为同一直径尺寸的井眼,上式还可进一步简化成:
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如果水产量极小,换算成流速就更小,达到可以忽略不计的程度,即干煤层或极低产水煤层,上式还可简化:
Li=Li-1+Lo(i-1),i(18)
3 多分支井眼井身结构模型设计
多分支井井身结构首先取决于煤层的储层条件,包括储层深度、厚度、渗透率、含气量、含气饱和度、储层压力及含水性,在满足了地质条件下,含水性决定了井身结构的类型。
3.1 近似紊流流态下的多分支井身结构模型
对于相对高的渗透率和高含水区,排水井眼以满足紊流为宜,有利于快速排水,又能排出储层出砂及煤屑,为后期的采气创造条件。
3.1.1 高产水、高压、相对高渗煤区。其中主井眼的直井段还可以是垂直的,但要影响钻分支段的造斜和后期排水采气泵的安置。主井眼完钻井段采用φ215.9mm钻头,下入φ177.8mm生产套管,分支井段全部裸眼完井(图2)。
图2 高产水高渗区多分支井身结构
3.1.2 高产水、低压、中渗区煤区。对于低压、低渗的煤层气开发必然要采用欠平衡钻井,实施欠平衡钻井作业对井身结构又提出了更高要求,分支井眼数应适当增加(图3)。
图3 高产水、低压、中渗区煤层多分支井身结构
3.2层流流态下的多分支井身结构模型
中国煤层大多属于低渗、低压储层,产水量有时区别较大,但产水量绝大多数只能在层流区,所以层流区煤层还是主要以压力、渗透率和产水量设计多分支井眼结构模式。
3.2.1 第一类:低产水、高压、中渗煤区。低产水、高压、中渗区煤层钻井可不考虑欠平衡钻井(图4)。
图4 低产水、高压、相对中渗区多分支井身结构
3.2.2 第二类:高产水、低压、低渗煤区。高产水、低压、低渗区煤层钻井要考虑欠平衡钻井,即在钻分支井时,从洞穴直井注入空气。完井后洞穴直井可转化为采气生产井(图5)。
图5 高产水、低压、低渗区多分支井身结构
3.2.3 第三类:产水较高、低压、低渗的特厚煤层区。这类煤层厚度一般要达到10m以上,有时还会有泥岩夹层,需要井眼同时穿过夹层上下的煤层,并在水平井和直井的煤层段造不同类型的洞穴,以扩大水、气供给范围。图中的D-Cavity指动力洞穴,即靠应力释放法形成的洞穴,M-Cavity指机械洞穴,即仅靠扩孔工具形成的洞穴,不进行应力释放。钻井时同样需要考虑欠平衡。同时面割理的方位或最大水平主应力的方向直接决定了主水平井眼的方位,另外对主井眼的井壁稳定也有影响(图6)。
图6 低压、低渗的巨厚煤层区多分支井身结构
3.2.4 第四类:多层中低含水、低压、低渗煤区。多层中低含水、低压、低渗煤层一般以两个主力煤层为目的层,见图7。可在两层同时钻多分支井以增加产量,也可弥补单层厚度不足的缺陷,但对下部煤层不能实行有效地封隔,产量也不能按层位区分。
图7 多层低压、低渗煤层多分支井身结构
3.2.5 第五类:高陡构造、低压、低渗煤区。高陡构造、低压、低渗煤区,可以是单煤层,也可以多煤层,只要把第一类结构改进即可(图8)。
4 结论与建议
(1)多分支井集钻井、完井与增产措施于一体,适合于低渗透煤层气开发,能够更大限度地沟通煤层中的天然裂缝系统,扩大煤层降压范围,降低煤层水排出时的摩阻,大幅度提高单井产量和采收率,应用前景广阔。
(2)根据流体“管路”串联、并联原理与流态特征,推导了多分支井眼结构协调方程,即分支井眼等摩阻设计模型,从而建立了多分支井身结构设计的基本原理。改变约束条件可设计出满足不同煤层条件的井身结构,即满足近似紊流流态的两种井身结构模型和层流流态的5种模型,能够满足现场生产需求。
图8 高陡构造、低压、低渗煤区多分支井身结构
(3)加强煤层井壁稳定与煤层保护技术的统一性研究。通常情况下解决井壁稳定问题是以提高钻井液密度并改善其流变性能,但出于防止煤层污染的考虑,又不能实行过平衡钻井,应将欠平衡与保持煤层井壁稳定统一起来研究。
(4)加快多分支井小井眼技术研发,配套相应的钻完井工具。煤层气多分支井技术目前发展较快,但由于配套的小井眼(主要指152mm和120mm井径)井下钻井工具与配套工具严重不足,如动力钻具、MWD、减阻器等,都限制了这项技术试验与推广的力度。
参考文献
[1]黄景城等.1990.煤层气译文集.郑州:河南科学技术出版杜,P.1~64
[2]王亚伟等著.2000.分支井钻井完井技术.北京:石油工业出版杜,1~8
[3]鲜保安等.2005.多分支水平井在煤层气开发中的控制因素及增产机理分析.中国煤层气,2(1):14~17
[4]祁德庆著.1995.工程流体力学.上海:同济大学出版杜,133~145
电 话: 0310-7106468
传 真:
地 址: 河北邯郸市河北省邯郸市丛台区滏河大街114号
邮 编: 056031
李松 汤达祯 许浩 陶树 蔡佳丽
基金项目:国家自然科学基金重点资助项目(40730422)国家科技重大专项课题34(2011ZX05034)中央高校基本科研业务费专项资金资助
作者简介:李松,1985年生,男,江苏省沛县人,博士研究生,从事能源地质方面的研究。E-mail:lisong85@126.com
(中国地质大学(北京)能源学院 北京 100083)
摘要:本次研究以不同煤体结构的煤储层物性的差异分析为切入点,运用各种实验测试手段,探讨了煤体结构和煤储层物性的耦合关系。结果表明:煤岩随着应力的增强,吸附能力不断增大,煤中吸附孔隙类型由封闭型孔变为开放型孔,有利于煤层气的吸附、解吸和扩散。渗流孔隙和微裂隙随着应力的增强在初碎裂煤阶段骤减,而后增加,在碎裂煤阶段最为发育,而到了糜棱煤阶段,煤岩发生塑性变形,其发育程度再次减小,碎裂煤对煤层气的产出最为有利。煤体结构变形可分为五个阶段,包括裂隙闭合阶段、微裂隙产生阶段、宏观裂隙产生阶段、沿某破裂面破坏阶段和流变破坏阶段,表述了各阶段煤岩渗透率的变化规律。
关键词:煤体结构 储层物性 孔隙 裂隙
Coal Reservoir Property Differences Analysis of Different Coal Structure
LI Song TANG Dazhen XU Hao TAO Shu CAI Jiali
(School of Energy Resources, China University of Geosciences, Beijing 100083, China)
Abstract: This paper focused on the influence of coal structure types on the coal reservoir properties, using a variety of testing methods studied the connection between coal structure types and properties. The results showed that: with the stress increasing, the coal reservoir adsorption capacities improved, and the adsorption pores changed from enclosed types to open pores which are conducive to the adsorption, desorption and diffusion of the coalbed methane. Seepage pores and microfracures firstly sharply decreased with the stress increasing in the proto- cataclastic coal stage, then increased and most developed in the cataclastic coal stage, while in the mylonitic coal stage the seepage pores and microfractures reduced again, thus, the cataclastic coals are most favorable to the production of coalbed methane. The evolution of the coal structure can be divided into five stages, including the closing stages of fractures, the microfractures development stage, cracks development stage, damage along cer- tain fracture plane and rheological destruction stage.
keywords: coal structurereservoir propertiesporositycracks
我国的含煤盆地具有复杂的构造演化史,尤其在中国南方地区,煤层受多期构造运动的叠加改造,不仅导致煤盆地结构发生变化,也使煤层结构发生了强烈变形,煤储层物性发生了根本性的变化,煤储层非均质性增强,从而加大了我国煤层气勘探和开发的难度(姜波等,1998琚宜文等,2002傅雪海等,1999)。目前我国在对构造煤储层物性特征方面缺乏深入研究和探讨,由于构造复杂,甚至将构造煤视为煤层气开发的“禁区”(杨陆武等,2001)。针对这一问题,本次研究采集了不同煤体结构的煤岩样品进行了各种测试及实验,以不同煤体结构的煤储层物性的差异分析为切入点,力求在煤体结构和煤储层物性的相互关系方面取得突破。
样品采自云南省老厂地区箐地沟煤矿,样品涵括了原生结构煤、初碎裂煤、碎裂煤和糜棱煤。为了对具有不同煤体结构煤岩样品的物性特征进行多技术综合表征,本次研究设计并开展了多项测试及实验,对采集煤样的孔裂隙系统及物性参数进行了系统的分析。首先,从四种不同煤体结构的煤岩样品中分别钻取2个直径约25mm的岩心柱样,一套柱样用于压汞孔隙测试,另一套用于煤岩常规孔渗分析然后将钻取柱样时剩余的块状样品用于制作煤岩光片,进行煤岩显微裂隙测定剩余的颗粒状样品用于煤岩液氮比表面、孔径测试、工业分析和甲烷等温吸附实验。
1 煤储层孔隙结构特征
1.1 吸附孔隙结构特征
煤的吸附孔是指孔径小于100nm的孔隙,包括小孔、微孔等孔隙空间(ХоДоТBB et al.,1996)。液氮吸附法能够非常有效地区分吸附孔中的微孔和小孔,对研究煤储层吸附孔径结构具有一定的优势(陈萍等,2001)。四块煤样的液氮吸附实验结果呈现出很好的规律性(表1),原生结构煤、初碎裂煤、碎裂煤和糜棱煤所受到的构造应力依次增大,随着应力条件的增强,各煤岩样品的BET比表面积和BJH总孔体积依次升高。微孔和小孔含量也随着应力的增大发生相应的变化,箐地沟煤矿煤的演化程度已经达到无烟煤阶段,因此该煤矿的原生结构煤的微孔含量较高,达83.3%,随着应力作用的增强,微孔趋于闭合,小孔变为更小的孔隙,部分大中孔变为小孔,相对来说,微孔数量的减少要大于小孔数量的减少,因此小孔含量相对增加。从原生结构煤到糜棱煤小孔含量从16.7%变为65.4%,平均孔直径也从10.6nm增大到17.8nm。
表1 液氮吸附实验测试数据表
四块煤样的液氮吸/脱附曲线呈现不同的形态,尤其糜棱煤与其他煤样存在较大的差异(图1)。糜棱煤的吸附曲线从压力接近P0时开始迅速增加,曲线变陡,吸附量迅速增大,最大吸附量可达2.0mL/g而原生结构煤、初碎裂煤和碎裂煤的最大吸附量较小,均在0.6mL/g以下,吸附曲线整体比较平缓,吸附能力糜棱煤>碎裂煤>初碎裂煤>原生结构煤。随着应力的增加,煤岩小孔含量逐渐高于微孔,煤储层的BET比表面,BJH总孔体积和平均孔直径相对增高,煤岩吸附能力随之增大。糜棱煤和碎裂煤的吸/脱附曲线都存在较为明显的吸附回线,反映的孔隙类型是开放型的圆筒孔和平行板状孔而原生结构煤和初碎裂煤的吸/脱附曲线近乎重合,孔隙多为一端封闭型孔。总体而言,随着应力的增强,煤岩吸附能力不断增大,煤中吸附孔隙类型由封闭型孔变为开放型孔,应力的增大使得煤岩吸附孔隙的吸附能力和孔隙类型变好,有利于煤层气的吸附、解吸和扩散。
图1 典型液氮孔隙模型
1.2 渗流孔隙结构特征
煤储层中孔径大于100nm的孔隙为渗流孔隙,主要由大孔和中孔组成,其孔径结构对煤的渗透性及开发阶段煤层气的产出具有重要意义。本文研究煤储层渗流孔隙结构采用了压汞测试方法,压汞法可以定量得到孔径大于3.75nm的孔隙参数,这种方法在测试煤的大孔和中孔的孔径结构上具有一定的优势[7]。煤样的压汞测试结果表明:四块煤样的微小孔含量基本相当,但大中孔含量差异较大(表2),表明应力作用对煤岩的渗流孔隙的发育具有较强的控制作用。其中煤岩大孔含量碎裂煤>糜棱煤>原生结构煤>初碎裂煤,碎裂煤的大孔含量最高,达15.53%,其他三块样品的大孔含量均低于5%,原生结构煤的大孔含量为3.53%,初始的应力使得部分大孔转化为中孔,初碎裂煤的大孔含量相对减少,为2.97%,随着应力的增大,煤岩开始破裂,产生大量裂隙和大孔径孔隙,大孔含量明显增高,为15.53%,随着应力的进一步增大,煤岩变为糜棱煤,煤岩结构被严重破坏,大孔含量再次减少到4.71%。
表2 压汞孔隙测试数据表
在通过压汞测试的进、退汞曲线形态分析煤的渗流孔隙结构时,发现四块样品的压汞测试的进、退汞曲线形态显示出较大的差异(图2)。碎裂煤的进汞饱和度和退汞效率最高,而其他样品的进汞饱和度都较低,在30%左右,糜棱煤退汞效率最低,为32.35%,而其他样品的退汞效率均在60%左右。排驱压力碎裂煤糜棱煤
图2 典型压汞曲线类型
2 煤储层微裂隙结构特征
微裂隙是沟通孔隙与宏观裂隙的桥梁,其发育程度影响煤储层的渗透性能,借助于光学显微镜可直观地观测到煤岩中微裂隙的大小与形态。微裂隙可划分为A、B、C和D四种类型(Yao,Y.B. et al.,2009):类型A(宽度w>5μm且长度L>10mm)是宏观能清晰辨认的裂隙类型B(w>5μm且10mm≥1>1mm)是连续且较长的裂隙类型C(w300μm)是时断时续的裂隙类型D(w
2.1 微裂隙密度
四块煤岩样品的微裂隙发育密度差别较大,微裂隙以D型为主,C型和B型次之,而A型微裂隙极少见(表3)。其中,碎裂煤的微裂隙密度最大,可达165条/9cm2初碎裂煤的微裂隙发育密度最小,仅为14条/9cm2糜棱煤为25条/9cm2而原生结构煤的微裂隙密度为67条/9cm2。原生结构煤和初碎裂煤都未见A型裂隙发育碎裂煤和糜棱煤中存在A型裂隙,研究表明后期的构造应力作用是产生A型裂隙的主要因素。
表3 微裂隙类型和密度统计表
图3 微裂隙的显微镜下特征
2.2 微裂隙特征
原生结构煤以D型微裂隙和C型微裂隙为主,两者交叉分布,联通性一般初碎裂煤的微裂隙密度非常小,镜下特征显示为几条孤立存在的D型裂隙,B和C型裂隙极少,未见A型裂隙发育,连通性最差碎裂煤的微裂隙相对较发育,且裂隙方向杂乱无章,分布极不规律,但裂隙之间的连通性非常好,有利于煤层气的渗流糜棱煤的微裂隙多呈树枝状,其中类型B宽度较大,多为树枝状裂隙的树干部分,而裂隙C多较细而且延伸远,为树枝状裂隙的树枝部分。
3 煤储层吸附性和渗流能力
3.1 煤储层吸附性
通常用等温吸附实验的兰氏(Langmuir)参数来评价煤储层的吸附性能,常用参数有兰氏体积和兰氏压力(姚艳斌等,2007张群等,1999):兰氏体积是煤层气储层的极限吸附量,代表煤层气储层的吸附能力兰氏压力是实际吸附量达到极限吸附量50%时的压力,代表煤层气储层吸附气体的难易程度。等温吸附测试结果表明:四块煤岩的原煤兰氏体积在26.87~30.96m3/t之间,可燃基兰氏体积在30.45~38.94m3/t之间,兰氏压力在1.22~2.37MPa之间(表4)。煤的变质程度对煤的吸附性能具有决定性的作用,四块煤样的变质程度高,因此煤岩兰氏体积普遍较高,随煤级增高,煤中孔隙结构发生规律性变化,其中大孔、中孔逐渐闭合,而小孔和微孔逐渐增加,大量的小孔和微孔为甲烷气体提供了更多的吸附空间,提高了煤的吸附能力。碎裂煤的可燃基兰氏体积最低,原生结构煤、初碎裂煤和糜棱煤依次增高,糜棱煤最大,达到38.94m3/t。而原煤兰氏体积糜棱煤最低,为26.87m3/t,这是因为该块样品灰分含量极高,达到27.73%,显著高于其他样品,影响了其煤岩整体吸附能力。碎裂煤、原生结构煤、初碎裂煤和糜棱煤的兰氏压力依次升高,其煤岩吸附难易程度依次降低。
表4 等温吸附和工业分析数据表
3.2 煤储层渗流能力
原生结构煤、初碎裂煤、碎裂煤和糜棱煤的渗透率依次为0.0078mD、0.0028mD、3.53mD和0.00037mD,其中碎裂煤的渗透率最高,而其他煤样的渗透性较差。大孔含量、微裂隙密度与煤岩渗透率存在较好的正相关关系,大孔含量越高,微裂隙越发育,煤岩渗透性越好(图4)。碎裂煤的气测渗透率值为3.53mD,裂隙广泛发育是导致该样品的实测渗透率较高的主要原因。
煤体结构变形可分为五个阶段,包括AB段(裂隙闭合阶段)、BC段(微裂隙产生阶段)、CD段(宏观裂隙产生阶段)、DE段(沿某破裂面破坏阶段)和EF段(流变破坏阶段)(图5)。AB段(裂隙闭合阶段):煤岩在应力作用下裂隙受压闭合,其应力相对较小,而煤岩应变量较大,渗透率降低BC段(微裂隙产生阶段):初期除产生弹性变形外,还表现为部分微裂隙摩擦滑动,开始不稳定扩展破裂,微裂隙的出现使得渗透率增大,随后随着应力作用的增强,煤岩非弹性体积增长,微裂隙大量出现并扩展,此阶段对应碎裂煤形成阶段,是渗透率增加速率最大阶段CD段(宏观裂隙产生阶段):当扩容发生到一定程度时,煤岩便开始产生肉眼可以识别的宏观裂隙,此阶段对应碎裂煤,是渗透率极大值阶段DE段(沿某破裂面破坏阶段):被贯通裂隙分割后煤岩沿贯通裂隙发生滑移,并有新裂隙面扩展贯通,此阶段对应碎裂煤晚期和碎粒煤早期,渗透率开始降低EF段(流变破坏阶段):裂隙面不断扩展,形成流变破坏,对应糜棱煤阶段,渗透率急剧降低。
图4 渗透率的控制因素
图5 不同煤体结构煤岩渗透率变化特征
4 结论
将煤体结构变形分为五个阶段,包括裂隙闭合阶段、微裂隙产生阶段、宏观裂隙产生阶段、沿某破裂面破坏阶段和流变破坏阶段原生结构煤、初碎裂煤、碎裂煤和糜棱煤所受的应力依次增大,随着应力的增强,煤岩吸附能力不断增大,煤中吸附孔隙类型由封闭型孔变为开放型孔,有利于煤层气的吸附、解吸和扩散。渗流孔隙和微裂隙随着应力的增强在初碎裂煤阶段骤减,而后增加,在碎裂煤阶段最为发育,而到了糜棱煤阶段,煤岩发生塑性变形,其发育程度再次减小,碎裂煤对煤层气的产出最为有利。碎裂煤、原生结构煤、初碎裂煤和糜棱煤的兰氏压力依次升高,其煤岩吸附难易程度依次降低煤岩大孔含量及微裂隙密度与渗透率有较好的正相关关系。
参考文献
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本发明解决上述问题所采用的技术方案是:该基于煤质的智能阻燃剂喷淋系统包括皮带秤、煤流开关和输煤皮带,所述皮带秤和煤流开关均与输煤皮带配合,其结构特点在于:还包括喷淋集管、一号玻璃液位计、一号压力液位计、阻燃剂原液罐、二号压力液位计、二号玻璃液位计、阻燃剂稀释液存储罐、一号变频泵、一号流量计、一号电磁阀、三号电磁阀、三号流量计、三号变频泵、混合罐、二号电磁阀、电动调节阀、二号流量计、阻燃剂原液输送管道、复用水输送管道和阻燃剂稀释液输送管道,所述一号玻璃液位计和一号压力液位计均安装在阻燃剂原液罐上,所述阻燃剂原液罐和混合罐通过阻燃剂原液输送管道连接,所述一号变频泵、一号流量计和一号电磁阀均安装在阻燃剂原液输送管道上,所述复用水输送管道和混合罐连接,所述二号电磁阀、电动调节阀和二号流量计均安装在复用水输送管道上,所述混合罐通过管路和阻燃剂稀释液存储罐连接,所述二号压力液位计和二号玻璃液位计均安装在阻燃剂稀释液存储罐上,所述阻燃剂稀释液存储罐通过阻燃剂稀释液输送管道与喷淋集管连接,所述三号电磁阀、三号流量计和三号变频泵均安装在阻燃剂稀释液输送管道上,所述喷淋集管位于输煤皮带的输出端的上方,该喷淋集管与输煤皮带的输出端配合。
作为优选,本发明所述喷淋集管包括喷淋堵管、喷淋母管和数根喷淋横管,所述喷淋堵管和喷淋母管均为弧形结构,喷淋横管设置有喷淋孔,所述喷淋横管的一端连接在喷淋堵管上,该喷淋横管的另一端连接在喷淋母管上,数根喷淋横管平行,所述阻燃剂稀释液输送管道与喷淋母管连接,所述喷淋横管与输煤皮带的幅宽方向平行。
作为优选,本发明所述智能阻燃剂喷淋系统还包括变频离心泵,所述变频离心泵安装在复用水输送管道上。
作为优选,本发明所述智能阻燃剂喷淋系统还包括控制系统,所述皮带秤、煤流开关、一号压力液位计、二号压力液位计、一号变频泵、一号流量计、一号电磁阀、三号电磁阀、三号流量计、三号变频泵、二号电磁阀、电动调节阀和二号流量计均与控制系统连接。
作为优选,本发明所述智能阻燃剂喷淋系统还包括分析决策系统,所述分析决策系统与控制系统连接。
一种采用所述的基于煤质的智能阻燃剂喷淋系统的智能阻燃剂喷淋方法,其特点在于:所述方法的步骤如下:来煤入厂准备通过输煤皮带接卸时,燃料管理人员将待卸煤种的矿发煤质数据录入到煤质数据库中,分析决策系统根据录入的煤质数据库计算煤种的自燃倾向性指数,并根据煤种自燃倾向指数自动计算阻燃剂的喷淋浓度,给出阻燃剂的最佳稀释比;分析决策系统将最佳稀释比传递给控制系统,控制系统开启阻燃剂原液输送管道上的一号电磁阀和复用水输送管道上的二号电磁阀,依据最佳稀释比驱动阻燃剂原液输送管道上的一号变频泵和一号电磁阀,并对电动调节阀进行流量调节,根据一号电磁阀的数据调节变频离心泵和电动调节阀的工作状态;输出的阻燃剂原液和复用水在混合罐内进行混合后进入阻燃剂稀释液存储罐中,当阻燃剂稀释液存储罐的液位达到设定液位高度后,控制系统关闭阻燃剂原液输送管道上的变频离心泵和电动调节阀;当来煤传感器检测到输煤皮带上有煤流时,控制系统打开阻燃剂稀释液输送管道上的三号电磁阀,并根据输煤皮带的煤量和喷洒比自动调节阻燃剂稀释液喷洒量;阻燃剂稀释液通过阻燃剂稀释液输送管道到达位于输煤皮带端部的喷淋集管上,对煤流进行均匀喷洒。
作为优选,本发明所述方法的步骤如下:
火车煤或船煤单次来煤量大,来煤入厂前,发货方将矿发煤质数据告知收货方,矿发煤质数据包括发热量、挥发分、硫分、灰分、哈氏可磨指数等;收货方拿到矿发数据后对该入厂煤种进行编号,并录入分析决策系统的矿发煤质数据库中;分析决策系统根据录入的矿发煤质数据计算煤种的自燃倾向性指数,根据自燃倾向性指数-阻燃剂稀释比曲线,自动选择最佳的阻燃剂稀释比,并将稀释比传送给控制系统;
控制系统同时启动复用水输送管道上的二号电磁阀和电动调节阀,阻燃剂原液输送管道上的一号电磁阀和一号变频泵,并将二号流量计和一号流量计的流量信号传回控制系统;控制系统根据传回的流量计算出当前稀释比,如果当前稀释比大于最佳稀释比,控制系统驱动电动调节阀增大开度,增加复用水流量;如果当前稀释比小于最佳稀释比,控制系统驱动电动调节阀减小开度,减少复用水流量,直至当前稀释比等于最佳稀释比;
根据最佳稀释比输送的阻燃剂原液和复用水通过混合罐混合,进入阻燃剂稀释液存储罐,当二号压力液位计检测到阻燃剂稀释液存储罐中的液面高度达到设定的高度值时,将液位信号反馈给控制系统,控制系统停止复用水输送管道上的二号电磁阀和电动调节阀,以及阻燃剂原液输送管道上的一号电磁阀和一号变频泵;
当输煤皮带上的煤流开关检测到该煤种来煤时,将煤流开关的信号传递给控制系统,控制系统启动阻燃剂稀释液输送管道上的三号电磁阀和三号变频泵,阻燃剂稀释液通过阻燃剂稀释液输送管道到达位于输煤皮带端部的喷淋集管,通过喷淋集管的多个喷洒点喷洒到煤流上;喷洒过程中,皮带秤的流量和三号流量计的流量信号返回控制系统,控制系统计算阻燃剂喷洒量和煤量比,当小于设定的比值时则驱动三号变频泵增大流量,当大于设定的比值时则驱动三号变频泵减小阻燃剂稀释液流量;
当二号压力液位计检测到阻燃剂稀释液存储罐中的液位低于设定的最低值时,控制系统同时启动复用水输送管道上的二号电磁阀和电动调节阀,以及阻燃剂原液输送管道上的一号电磁阀和一号变频泵,按最佳稀释比配比后输送到阻燃剂稀释液存储罐中;当二号压力液位计检测到阻燃剂稀释液存储罐中的液面高度达到设定的高度值时,将液位信号反馈给控制系统,控制系统停止复用水输送管道上的二号电磁阀和电动调节阀,以及阻燃剂原液输送管道上的一号电磁阀和一号变频泵;
当一号压力液位计检测到阻燃剂原液罐中的液位低于设定最低值时,提醒工作人员向阻燃剂原液罐中添加原液,直至一号压力液位计检测到阻燃剂原液罐中的液位达到设定的最大值。
本发明与现有技术相比,具有以下优点和效果:结构设计合理,阻燃剂的喷淋效果好,输煤皮带煤流具有一定厚度,在皮带转运过程中如果采用单一喷淋点,会造成阻燃剂喷洒不均匀,从而使阻燃剂的实际阻燃效果大打折扣,采用多点分布的喷淋管可以使阻燃剂喷洒均匀,从而使阻燃剂阻燃效果更加明显。阻燃剂的配制方便,配制效率高。
根据预喷洒煤质的不同自动选择阻燃剂最佳喷洒浓度,并依据最佳浓度驱动阻燃剂喷淋装置完成稀释、输送、喷淋的自动化操作,实现阻燃剂喷淋智能化,保证阻燃剂使用高效经济。从煤种的煤质出发,将煤种自然倾向性指数-阻燃剂最佳喷淋浓度曲线应用到褐煤阻燃剂的实际喷洒中,可以有效改善阻燃剂的阻燃效果,使阻燃剂的使用高效经济。
本发明的喷淋系统包括阻燃剂喷淋装置、控制系统和分析决策系统。阻燃剂喷淋装置包括阻燃剂储存、稀释、输送和喷淋工艺环节的罐体、液位计、离心泵、电磁阀、流量调节阀、流量计、手动阀、混合器和喷淋集管,实现阻燃剂储存、稀释、输送和喷淋一体化。控制系统采集喷淋装置罐体液位信号、电磁阀开关信号、来煤信号,并根据控制逻辑对信号作出判断,实现液位报警和喷淋装置的自动启停。分析决策系统包括煤质数据库,煤种自燃倾向性指数-阻燃剂最佳喷淋浓度曲线,通过煤质数据预测在卸煤种的自燃倾向性,进而依据煤种自燃倾向性指数-阻燃剂最佳喷淋浓度曲线选择针对在卸煤种的最佳喷淋浓度,并给出最佳稀释比。控制系统采集流量计信号,根据决策系统给出的最佳稀释比,驱动变频器调节离心泵的流量。分析决策系统依据煤种煤质给出阻燃剂最佳稀释比,控制系统根据最佳稀释比驱动阻燃剂喷淋装置进行阻燃剂的稀释。阻燃剂喷淋时,依据设定喷洒比自动匹配输煤皮带流量和阻燃剂喷淋流量。
附图说明
图1是本发明实施例中基于煤质的智能阻燃剂喷淋系统的结构示意图。
图2是本发明实施例中喷淋集管的结构示意图。
具体实施方式
下面结合附图并通过实施例对本发明作进一步的详细说明,以下实施例是对本发明的解释而本发明并不局限于以下实施例。
实施例。
参见图1至图2,本实施例中的基于煤质的智能阻燃剂喷淋系统包括皮带秤1、煤流开关2、喷淋集管3、一号玻璃液位计4、一号压力液位计5、阻燃剂原液罐6、二号压力液位计7、二号玻璃液位计8、阻燃剂稀释液存储罐9、一号变频泵10、一号流量计11、一号电磁阀12、三号电磁阀13、三号流量计14、三号变频泵15、混合罐16、二号电磁阀17、电动调节阀18、二号流量计19、阻燃剂原液输送管道20、变频离心泵、复用水输送管道21、输煤皮带22、阻燃剂稀释液输送管道23、控制系统24和分析决策系统25。
本实施例中的皮带秤1和煤流开关2均与输煤皮带22配合,一号玻璃液位计4和一号压力液位计5均安装在阻燃剂原液罐6上,阻燃剂原液罐6和混合罐16通过阻燃剂原液输送管道20连接,一号变频泵10、一号流量计11和一号电磁阀12均安装在阻燃剂原液输送管道20上,复用水输送管道21和混合罐16连接,二号电磁阀17、电动调节阀18和二号流量计19均安装在复用水输送管道21上,变频离心泵也安装在复用水输送管道21上。
本实施例中的混合罐16通过管路和阻燃剂稀释液存储罐9连接,二号压力液位计7和二号玻璃液位计8均安装在阻燃剂稀释液存储罐9上,阻燃剂稀释液存储罐9通过阻燃剂稀释液输送管道23与喷淋集管3连接,三号电磁阀13、三号流量计14和三号变频泵15均安装在阻燃剂稀释液输送管道23上,喷淋集管3位于输煤皮带22的输出端的上方,该喷淋集管3与输煤皮带22的输出端配合。
本实施例中的喷淋集管3包括喷淋堵管32、喷淋母管33和数根喷淋横管31,喷淋堵管32和喷淋母管33均为弧形结构,喷淋横管31设置有喷淋孔,喷淋横管31的一端连接在喷淋堵管32上,该喷淋横管31的另一端连接在喷淋母管33上,数根喷淋横管31平行,阻燃剂稀释液输送管道23与喷淋母管33连接,喷淋横管31与输煤皮带22的幅宽方向平行。
本实施例中的皮带秤1、煤流开关2、一号压力液位计5、二号压力液位计7、一号变频泵10、一号流量计11、一号电磁阀12、三号电磁阀13、三号流量计14、三号变频泵15、二号电磁阀17、电动调节阀18和二号流量计19均与控制系统24连接。分析决策系统25与控制系统24连接。
本实施例中的基于煤质的智能阻燃剂喷淋方法的步骤如下。
火车煤或船煤单次来煤量大,来煤入厂前,发货方将矿发煤质数据告知收货方,矿发煤质数据包括发热量、挥发分、硫分、灰分、哈氏可磨指数等;收货方拿到矿发数据后对该入厂煤种进行编号,并录入分析决策系统25的矿发煤质数据库中;分析决策系统25根据录入的矿发煤质数据计算煤种的自燃倾向性指数,根据自燃倾向性指数-阻燃剂稀释比曲线,自动选择最佳的阻燃剂稀释比,并将稀释比传送给控制系统24。
控制系统24同时启动复用水输送管道21上的二号电磁阀17和电动调节阀18,阻燃剂原液输送管道20上的一号电磁阀12和一号变频泵10,并将二号流量计19和一号流量计11的流量信号传回控制系统24;控制系统24根据传回的流量计算出当前稀释比,如果当前稀释比大于最佳稀释比,控制系统24驱动电动调节阀18增大开度,增加复用水流量;如果当前稀释比小于最佳稀释比,控制系统24驱动电动调节阀18减小开度,减少复用水流量,直至当前稀释比等于最佳稀释比。
根据最佳稀释比输送的阻燃剂原液和复用水通过混合罐16混合,进入阻燃剂稀释液存储罐9,当二号压力液位计7检测到阻燃剂稀释液存储罐9中的液面高度达到设定的高度值时,将液位信号反馈给控制系统24,控制系统24停止复用水输送管道21上的二号电磁阀17和电动调节阀18,以及阻燃剂原液输送管道20上的一号电磁阀12和一号变频泵10。
当输煤皮带22上的煤流开关2检测到该煤种来煤时,将煤流开关2的信号传递给控制系统24,控制系统24启动阻燃剂稀释液输送管道23上的三号电磁阀13和三号变频泵15,阻燃剂稀释液通过阻燃剂稀释液输送管道23到达位于输煤皮带22端部的喷淋集管3,通过喷淋集管3的多个喷洒点喷洒到煤流上;喷洒过程中,皮带秤1的流量和三号流量计14的流量信号返回控制系统24,控制系统24计算阻燃剂喷洒量和煤量比,当小于设定的比值时则驱动三号变频泵15增大流量,当大于设定的比值时则驱动三号变频泵15减小阻燃剂稀释液流量。
当二号压力液位计7检测到阻燃剂稀释液存储罐9中的液位低于设定的最低值时,控制系统24同时启动复用水输送管道21上的二号电磁阀17和电动调节阀18,以及阻燃剂原液输送管道20上的一号电磁阀12和一号变频泵10,按最佳稀释比配比后输送到阻燃剂稀释液存储罐9中;当二号压力液位计7检测到阻燃剂稀释液存储罐9中的液面高度达到设定的高度值时,将液位信号反馈给控制系统24,控制系统24停止复用水输送管道21上的二号电磁阀17和电动调节阀18,以及阻燃剂原液输送管道20上的一号电磁阀12和一号变频泵10。
当一号压力液位计5检测到阻燃剂原液罐6中的液位低于设定最低值时,提醒工作人员向阻燃剂原液罐6中添加原液,直至一号压力液位计5检测到阻燃剂原液罐6中的液位达到设定的最大值。
此外,需要说明的是,本说明书中所描述的具体实施例,其零、部件的形状、所取名称等可以不同,本说明书中所描述的以上内容仅仅是对本发明结构所作的举例说明。凡依据本发明专利构思所述的构造、特征及原理所做的等效变化或者简单变化,均包括于本发明专利的保护范围内。本发明所属技术领域的技术人员可以对所描述的具体实施例做各种各样的修改或补充或采用类似的方式替代,只要不偏离本发明的结构或者超越本权利要求书所定义的范围,均应属于本发明的保护范围。
又称半球式储煤场,起源于干煤棚结构,属于全封闭式储煤方式的一种,目前,煤炭企业采用较多,单个球型储煤场的储量可以达到20万吨。如神华集团国华宁海电厂设计采用了3个直径120米,容积为20万吨的全封闭球型储煤仓;内蒙古大唐国际锡林浩特矿业有限公司设计采用了3个容积为10万t的全封闭球型储煤仓。
球型储煤场的特点:
设计储量的实际利用率受煤质影响较大。另为了保证球型储煤仓存煤的及时清理,每个储煤场一般需要安装1套回转范围360°的堆、取料机,或者配置专用的装载机等堆煤设备,以保证储煤场存煤的循环性和系统的生产效率。
全封闭球型储煤场的发展状况:
近年来在国内蓬勃发展,对于相同产能规模的储煤场而言,全封闭球型储煤场投资最大、建设周期长、运行费用也最高。