原煤体赋存条件下甲烷氧化菌降解煤吸附甲烷实验

自主研制了原煤体赋存条件下煤吸附甲烷微生物降解实验装置。从煤矿巷道土壤中筛选出一株TypeⅠ型Methylomarinum属甲烷氧化菌,将菌液高压注入加载不同轴压的煤体试件内。实验结果表明:甲烷降解率随着加载轴压的增大先快速降低而后缓慢降低的变化趋势,并且满足关系式y=a-b·lnx;加载相同的轴压和围压条件下,煤样坚固性系数越大、其降解率也越高;定量分析了甲烷氧化菌代谢产物二氧化碳量的变化,发现甲烷的消耗量和二氧化碳的生成量基本符合13 1的比例。     

厌氧型甲烷氧化菌降解煤吸附甲烷实验研究

以贵州六枝特区龙岭煤矿大巷中泥样作为厌氧型甲烷氧化菌富集源,以甲烷作为培养过程中唯一碳源,从中筛选出可以在低氧(1.99%)或无氧条件下对甲烷具有较高降解效能的菌种,并自主开发出甲烷氧化菌降解煤吸附甲烷实验分析系统。实验结果表明,在压力为1~5 MPa范围内无论是低氧或无氧状况下,甲烷压力越大越有利于其降解;稀氧条件下煤样对甲烷的吸附量相对于纯甲烷气体吸附量有所降低,然而在同等压力条件下稀氧环境中二氧化碳的增加量及甲烷的降解率都要明显大于无氧条件下,低氧状况下甲烷的最高降解率为47%,最大二氧化碳生成量可达40 cm~3。     

实体煤赋存环境下微生物降解煤吸附甲烷试验研究

为进一步优化和完善基于煤吸附瓦斯微生物治理的基础方法,自主研制了模拟实体煤赋存环境下煤吸附甲烷微生物降解试验装置。从煤矿回风巷土壤中分离出一株Ty PeⅠ型Methylomarinum属甲烷氧化菌,通过定量、连续地控制加载轴压,将菌种以高压菌液的方式注入煤体试件内,研究其对不同煤样吸附甲烷的降解效能,并分析甲烷氧化菌特征代谢产物之一CO2体积的变化。结果表明:在轴压1~5 MPa范围内,甲烷降解率前期受轴压影响较大,后期趋于平缓;加载相同轴压下的对比试验表明,普氏系数越大、甲烷降解率越高;甲烷的消耗体积和CO2的生成体积大致符合12:1的比例。     

煤矿巷道中低浓度甲烷微生物降解效能实验研究

为了研究煤矿低浓度甲烷微生物降解效能,富集、纯化分离并初步鉴定出可以甲烷作为唯一碳源的高效降解甲烷的好氧型微生物。生理生化实验表明,该菌符合甲烷氧化菌的典型特征。自主设计了模拟巷道中低浓度甲烷微生物降解实验分析系统。实验结果表明,在风速为0.5~1.0 m/s,甲烷体积分数为1%~5%范围内,随着甲烷体积分数的增加,甲烷的降解效果越明显,然而风速越大越不利于甲烷的降解,经过50 min的降解,甲烷体积分数由最高的5%最低降至1.43%;二氧化碳体积分数可由初始的0.031%最大升高到0.075%。实验还发现消耗的甲烷和生成的二氧化碳并非符合1∶1的比例。     

新型水基抑爆介质吸附甲烷的性能研究

为降低煤矿空气中的甲烷浓度,基于増溶方式设计新型水基抑爆介质,在单一表面活性剂对甲烷增溶作用效果的基础上,选取单烷基醚磷酸酯钾(MAEPK)、脂肪酸酯聚氧乙烯醚(FMEE)和癸基葡萄糖苷(APG10)为复配原料,研究不同配比下,复配溶液对甲烷的增溶效果,并考察增溶后溶液释放甲烷规律。结果表明:甲烷的表观溶解度与表面活性剂浓度呈线性正相关;MAEPK-APG10和MAEPK-FMEE的最优增溶配比均为1:4;复配使APG10在1 h内甲烷释放率由原来的63.65%降低至50%以下,MAEPK-FMEE复配溶液的甲烷释放率仅为18.2%。     

含菌-无机盐超细水雾抑制甲烷爆炸试验研究

为进一步提高超细水雾抑制甲烷爆炸的效率,搭建抑制甲烷爆炸试验平台,开展用含甲烷氧化菌-无机盐超细水雾降解与抑爆甲烷的试验研究,考虑降解时间、第1次通雾量、第2次通雾量等3个因素进行正交试验,分析不同试验条件下甲烷爆炸压力和火焰传播过程。结果表明:改性培养基中的甲烷氧化菌降解甲烷效果优于普通培养基;降解时间对甲烷最大爆炸超压ΔP_(max)有显著影响,第2次通雾量对甲烷最大爆炸超压ΔP_(max)有一定影响;降解时间对火焰平均传播速度有显著影响,第2次通雾量对火焰平均传播速度有一定影响;同时增加降解时间和第2次通雾量可以降低平均升压速率和火焰平均传播速度。     

低氧条件下好氧型微生物降解煤吸附甲烷实验

为了研究好氧型微生物对低氧气浓度环境条件下煤吸附甲烷的降解效能,培养、分离、初步鉴定了高效降解甲烷的好氧型甲烷氧化菌。并在高压容量法瓦斯吸附-解吸装置的基础上,自主开发了低氧环境下甲烷降解实验分析系统,研究了氧气浓度为0%、5%和15%三种条件下甲烷氧化菌的降解效能,通过对实验前后甲烷减少量,二氧化碳增加量,氧气减少量进行分析。结果表明:在氧气浓度（0%~15%）范围内,随着氧气浓度升高及降解时间的持续,甲烷的减少量可达130.5 cm3,二氧化碳的增加量最高可达25.7 cm3,同时最多消耗69.0 cm3氧气;在无氧条件下,好氧型甲烷氧化菌的生理活性受到了一定的限制,但最高仍然可以降解11.9 cm3的甲烷,生成二氧化碳3.5 cm3。     

芽孢杆菌ZG0427表面活性剂性质及对石油降解菌的作用

为研究生物表面活性剂对石油降解菌的作用效果,采用酸沉法从芽孢杆菌(Bacillus sp.)ZG0427培养液中提取了生物表面活性剂,用薄层层析方法对其类型进行鉴定,并测定了带电性质及乳化性能。分别将芽孢杆菌ZG0427菌体和表面活性提取物加入石油降解假单胞菌(Pseudomonas sp.)YM15及红平红球菌(Rhodococcus erythropolis)KB1培养物中,研究其对石油降解菌生长及石油降解效果的影响。结果表明,芽孢杆菌ZG0427所产表面活性剂为脂肽类阴离子表面活性剂。当表面活性剂水溶液质量浓度为100 mg/L时,其乳化指数可达到58.0%。当ZG0427与YM15混合培养时石油降解率从32.70%提高到39.33%;与KB1混合培养时,石油的降解率从19.98%提高到34.33%。当在石油降解菌中添加不同质量浓度表面活性剂提取物后,不仅促进了假单胞菌YM15的生长,还能明显增加其石油降解效率(p0.05),在培养基中添加20 mg/L表面活性剂提取物,培养第5 d时,YM15菌落数达到2.5×1012CFU/m L,对石油的降解率为40.07%。生物表面活性剂产生菌ZG0427与石油降解菌KB1及YM15构成的复合菌剂对石油有良好的降解效果,但高剂量表面活性剂对KB1生长产生了不同程度的抑制作用,导致石油降解率降低。     

微生物技术治理瓦斯可行性分析及应用研究

针对渝阳煤矿低透性、突出性的M_8煤层,提出一种改变过去被动治理瓦斯的微生物处理瓦斯的新技术,对新技术进行可行性研究以及现场试验研究。研究表明:(1)发现甲烷氧化菌M02-019具有较好的利用价值,并利用小型放大实验验证了其在井下煤岩体中具有较好的处理瓦斯能力,瓦斯处理可分为4个阶段并且最终瓦斯降解率可达90%以上;(2)现场试验证明,微生物甲烷氧化菌M02-019具有较好的瓦斯治理效果,能迅速降低煤层瓦斯含量和瓦斯压力,可供类似矿井借鉴。     

SDBS与CaCl_2复配液对煤体瓦斯解吸抑制效应研究

为研究表面活性剂十二烷基苯磺酸钠(SDBS)与CaCl_2复配液对煤体瓦斯解吸的抑制效应,选用新疆硫磺沟4—5号煤层煤样,采用HCA高压吸附解吸装置,测定干燥煤样、纯水、质量浓度2.5×10~(-2)g/m LSDBS及SDBS与CaCl_2复配液浸泡后煤样瓦斯解吸参数。研究表明:SDBS与CaCl_2复配液有效降低纯水的表面张力、煤样接触角,当质量浓度为2.5×10~(-2)g/m L的SDBS溶液与质量浓度为2.5×10~(-2)g/m L的CaCl_2溶液体积比为1∶3时,溶液表面张力降低至24.22 m N/m,煤样接触角降低至15.175°;随解吸时间增加,煤体瓦斯解吸量呈Langmuir关系逐渐增大后趋于稳定,瓦斯解吸速率迅速减小,当CaCl_2质量浓度为1.875×10~(-2)g/m L时,最大瓦斯解吸量为0.24 m L/g,最大解吸速率为0.8×10~(-2)m L/(g·s),对瓦斯解吸量及解吸速率的抑制效率最高。     

高压注入和等压扩散条件下N2置换煤中CH4的研究*

为探究注气置换抽采煤层瓦斯的效果,揭示注弱吸附性气体N2在等压扩散和高压注入2种条件下置换煤中CH4的机理,采用自行搭建的含瓦斯煤多元气体置换试验装置,开展等压扩散和高压注入2种条件下注N2置换煤中CH4的试验研究。研究结果表明:在注N2量相同的条件下,等压扩散置换量始终高于高压注气置换量,在等压扩散下N2置换CH4效率在21.32％浮动,高压注气下置换效率随着注N2量的增加而减小;等压扩散下注N2能置换煤中CH4主要是因为CH4分压降低和气体竞争吸附;高压注入下注N2能置换煤中CH4主要是由于游离相中总压上升和气体的竞争吸附;注N2量相同时,等压扩散下CH4解吸率和N2注置比均高于高压注入,对注N2置换煤中CH4采用等压扩散方法,置换效果更好。     

煤层注热CO2驱替CH4特性实验研究*

为研究注CO2增产煤层气过程中注气温度对煤层渗透特性变化的影响,利用自主研发的CO2置换驱替CH4实验系统,在注气温度为40,50,60 ℃条件下进行CO2置换驱替CH4实验,定量分析置换驱替过程中出口气体流量、孔隙压力以及煤层渗透率等变化规律。研究结果表明:在实验测试的40~60 ℃范围内,提高CO2注入温度有助于产出更多的CH4及封存CO2,CO2注入温度越高,出口混合气体流量和CH4气体流量越大,呈现出先升高后降低并趋于稳定的变化趋势,实验结束时置换体积比分别为2.704,2.741和2.595,注气温度为60 ℃时驱替效果较好,每产出单位体积的CH4注入的CO2量最少;煤层孔隙压力随注气时间呈现先逐渐上升后趋于平稳的变化趋势,逐渐趋近注气压力0.8 MPa;注CO2置换驱替CH4及提高CO2注入温度会降低煤层的渗透性,注气温度恒定时,渗透率随注气时间增加呈现先逐渐降低后趋于平稳的变化规律,注气温度由40 ℃升至60 ℃时,渗透率从0.017 1×10-15 m2下降至0.009 8×10-15 m2,降低幅度为34.50%~42.69%。     

NMR成像技术测试煤样渗吸过程中水分变化规律研究

外加水在渗吸过程中可以促进煤体瓦斯解吸，减小煤层瓦斯含量，从而减少瓦斯事故的发生频率。为了研究含瓦斯煤水分分布规律，采用NMR（核磁共振成像）技术，针对不含瓦斯煤进行定量外加水渗吸实验。研究结果表明:型煤中的水分主要受毛细管力和重力作用的影响；在自下向上吸水和自上向下吸水渗吸过程中，毛细管力作用相同，径向方向上水分扩散速度相近，但在轴向方向上的扩散速度具有明显差异，由于重力作用的影响，分别产生抑制和促进作用；水分三向扩散半径与时间符合朗格缪尔函数关系。     

CO2注气压力对CH4驱替特性影响实验研究*

为研究CO2驱替CH4过程中注气压力对气体解吸特性的影响,采用自主搭建的驱替实验平台,在0.6,0.8,1.0 MPa不同注气压力下进行驱替实验,研究CO2驱替CH4过程中煤层温度、气体浓度、置换效率和渗透率等变化规律。实验结果表明:提高CO2注气压力可提高CO2置换驱替煤层CH4的效果。随着注气压力增大,CH4累计解吸量增大,CO2突破时间越短,CO2封存量越大,置换效率升高,驱替比下降。注气压力为0.6,0.8,1.0 MPa时,CH4累计解吸量分别为90.2,94.1,97.8 L;CO2封存量分别为19.73,19.92,20.21 mL/g;置换效率由76.9%上升到80.2%再到82.9%,驱替比由3.28下降到3.17再到3.09。注气驱替CH4过程中煤层温度升高,可分为低速升温、高速升温和趋于平缓阶段。煤层温度最高变化量分别为9.4,11.5,12.7 ℃。同一注气压力下,煤层渗透率变化可分为缓慢增长、急剧下降和趋于稳定阶段。     

西沟煤矿注CO2促抽煤层瓦斯模拟研究

为了提高瓦斯抽采效果,以西沟煤矿5315工作面注气瓦斯抽采方案为工程背景,开展注CO₂促抽煤层瓦斯模拟研究。通过对注CO₂驱替煤层瓦斯机理研究,结合注气瓦斯抽采过程中的气体运移场和煤体变形场的耦合关系,建立了注CO₂促抽瓦斯固气耦合模型;利用COMSOL Multiphysics软件模拟了工作面注气瓦斯抽采,对比分析了注气瓦斯抽采与本煤层顺层钻孔抽采的瓦斯抽采效果,论证了煤层注CO₂促抽煤层瓦斯工艺的可行性与有效性。研究结果表明:在工作面瓦斯抽采90 d后注入CO₂,对瓦斯抽采的促抽效果明显,煤层瓦斯压力降至0.46~0.49 MPa,瓦斯含量降低至4.22 m3/t;在90 d后注入CO₂促抽煤层瓦斯,在瓦斯抽采至第180 d时,抽采效果较钻孔瓦斯抽采明显提高,煤层瓦斯压力降低了7.84%~9.26%,残余瓦斯含量减少了18.63%。通过工程实测可知,5315工作面在注入CO₂促抽煤层瓦斯抽采后的瓦斯压力与瓦斯含量分别降低至0.48 MPa和4.76 m3/t,有效降低了煤与瓦斯突出的危险性。     

低渗煤层高压水射流割缝强化瓦斯抽采技术研究

为了解决低渗高突煤层瓦斯治理工程量大、效率低难题,提出在煤层中利用高压水射流切割缝槽依靠煤岩自身重力自动卸压强化瓦斯抽采技术。为了确定超高压水射流割缝工艺参数,采用FLAC3D数值模拟方法分析了不同缝槽间距、宽度条件下缝槽周围煤体塑性破坏特征和应力演化规律,得出高压水射流割缝合理缝槽间距为3 m,合理缝槽宽度为100 mm,现场实践表明:高压水射流割缝增大了煤层暴露面积、煤体扰动体积,高负压抽采支管瓦斯流量和浓度显著提升,瓦斯抽采纯量在0.7~1.1 m3/min范围内波动,瓦斯浓度在50%以上,对该矿其他工作面瓦斯治理具有一定借鉴意义。     

煤层气开采过程中渗透率模型比较研究

为了得到煤层气开采过程中渗透率的准确预测模型，分析了不同泊松比和孔隙压力下的储层孔隙率变化规律，通过理论分析对4种经典渗透率模型进行了比较研究。研究结果表明: P&M模型和C&B模型对泊松比敏感度较小，改进P&M模型和S&D模型对泊松比敏感度较大；改进P&M模型能有效反映渗透率变化趋势，在p＜1.4 MPa和p＞4.1 MPa时k/k0数值拟合度较高；P&M模型和S&D模型不能准确描述p＜1.4 MPa时k/k0变化情况，而在p＞1.4MPa时k/k0数值拟合度较高；煤层渗透率随孔隙压力增大表现为“U”型趋势，包含低孔隙压力骤减区、中孔隙压力稳定区和高孔隙压力稳步升高区3个阶段，改进P&M和S&D模型更能表现煤层气渗透率随孔隙压力变化趋势。     

考虑水渗流作用的顺层抽采模拟及参数优化研究

为研究水渗流作用对顺层钻孔抽采的影响，为抽采工艺参数优化提供理论依据，建立了考虑水渗流场的气水两相流固耦合方程，并利用COMSOL Multiphysics软件对赵庄矿1309工作面顺层钻孔的抽采负压与钻孔间距进行参数优化。研究结果表明:随着抽采时间增加，煤层水压与水相相对渗透率均快速下降后趋于稳定不变，气相相对渗透率先升高后不变，煤层瓦斯压力在抽采过程中逐步降低；抽采负压改变对煤层相对渗透率几乎无影响；在相同预抽时间里，抽采影响半径与抽采负压呈指数函数关系，抽采负压由15 kPa提高到27 kPa，可降低煤层瓦斯压力，有效影响半径扩散明显，超过27 kPa变化不再明显；钻孔间距设置为4.5 m可在预抽期内满足抽采要求且节约施工成本。     

平煤十矿底板巷穿层钻孔瓦斯抽采模拟研究

为了降低平煤十矿己15-16-24130工作面运输巷掘进中的突出危险性，基于实际工程背景，考虑瓦斯抽采中的瓦斯运移及煤岩变形等因素，建立了瓦斯抽采气固耦合模型，并利用COMSOL Multiphysics软件对平煤十矿己15-16煤层的底板巷穿层钻孔瓦斯抽采方案进行数值模拟，研究了瓦斯抽采对于降低掘进过程中突出危险性的影响。研究结果表明:在己18煤层开挖底板巷对己15-16煤层进行穿层钻孔瓦斯抽采，瓦斯抽采180 d后，己15-16-24130工作面运输巷附近煤层残余瓦斯压力及瓦斯含量分别降至0.315 MPa和3.84 m3/t；将底板巷穿层钻孔瓦斯抽采方案进行工程应用，实测抽采后的残余瓦斯压力及瓦斯含量在0.32 MPa和3.17 m3/t，均小于平煤十矿煤与瓦斯突出防治规定的“双6”指标（残余瓦斯压力小于0.6 MPa，残余瓦斯含量小于6 m3/t），可有效降低运输巷掘进过程中的突出危险性。