RU2209984C2 - Method of increase of methane recovery from coal seam - Google Patents
Method of increase of methane recovery from coal seam Download PDFInfo
- Publication number
- RU2209984C2 RU2209984C2 RU2001124655A RU2001124655A RU2209984C2 RU 2209984 C2 RU2209984 C2 RU 2209984C2 RU 2001124655 A RU2001124655 A RU 2001124655A RU 2001124655 A RU2001124655 A RU 2001124655A RU 2209984 C2 RU2209984 C2 RU 2209984C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- combustion
- collector
- coal
- flow rate
- coal seam
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Solid Fuels And Fuel-Associated Substances (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к проблеме увеличения углеводородоотдачи топливных пластов и прежде всего метаноотдачи угольных пластов. The invention relates to the problem of increasing hydrocarbon recovery of fuel seams and, above all, methane recovery of coal seams.
Известен способ дегазации (метаноизвлечения) угольного пласта с помощью скважин, пройденных как из выработок, так и с поверхности [1]. Необсаженная часть таких скважин является дреной для опережающей дегазации угольного пласта перед продвижением рабочего забоя лавы. Однако ограниченная поверхность фильтрации таких искусственных коллекторов обуславливает малые притоки к ним угольного метана. Кроме того скважины, подключенные к вакуумно-отсосной системе, эвакуируют метановоздушную смесь с малой концентрацией метана (от 5 до 20%), что затрудняет ее использование в газосжигающих установках. В результате, как правило, такую метановоздушную смесь выбрасывают в атмосферу, нанося непоправимый эффект (парниковый) окружающей среде. A known method of degassing (methane extraction) of a coal seam using wells, passed both from the workings, and from the surface [1]. The uncased part of such wells is a drain for advanced degassing of a coal seam before advancing the working face of the lava. However, the limited filtration surface of such artificial reservoirs causes small inflows of coal methane to them. In addition, wells connected to a vacuum-suction system evacuate a methane-air mixture with a low concentration of methane (from 5 to 20%), which complicates its use in gas-burning installations. As a result, as a rule, such a methane-air mixture is released into the atmosphere, causing an irreparable (greenhouse) effect to the environment.
Другим известным техническим решением является бурение наклонно-горизонтальной скважины на шахте им. А.А. Скочинского с целью дегазации угольного пласта [2]. По длине скважины были осуществлены гидроразрывы с угольным пластом для его дегазации. Однако и этот известный способ имеет недостаток, обусловленный ограниченной дренирующей способностью созданных щелей гидроразрыва. Another well-known technical solution is the drilling of an inclined horizontal well at the mine. A.A. Skochinsky for the purpose of degassing a coal seam [2]. Fractures with a coal seam for its degassing were carried out along the length of the well. However, this known method also has a disadvantage due to the limited drainage ability of the created fractures.
Наиболее близким техническим решением является способ дегазации угольного метана, предусматривающий огневую (термическую) проработку созданных искусственных коллекторов в угольном пласте, а следовательно, существенно увеличивающим их поверхность фильтрации [3]. The closest technical solution is a method for the degassing of coal methane, providing for the fire (thermal) study of the created artificial reservoirs in the coal seam, and therefore, significantly increasing their filtration surface [3].
Недостатком этого технического решения является применение для противоточного перемещения очага горения вдоль бурового канала обогащенного кислородом воздуха. В результате этого, как показала практика, при подземной газификации угольных пластов возможен проскок очага горения навстречу нагнетаемому обогащенному дутью без выгазовывания угля по трассе прорабатываемого бурового канала. Кроме того, в способе отсутствуют рекомендации по величине оптимальных расходов нагнетаемого дутья и диагностике параметров огневой проработки искусственных коллекторов в угольном пласте. The disadvantage of this technical solution is the use of oxygen-enriched air for countercurrent movement of the combustion zone along the drilling channel. As a result of this, as practice has shown, during underground gasification of coal seams, a breakdown of the burning center is possible to meet the injected enriched blast without gas evacuation along the route of the drilling channel being worked out. In addition, the method has no recommendations on the value of the optimal flow rates of the blown air and the diagnostics of the parameters of the firing study of artificial reservoirs in the coal seam.
Целью изобретения является повышение метаноотдачи угольного пласта путем контролируемой огневой проработки искусственных коллекторов, отличающихся от известных технических решений повышенной дренирующей способностью. The aim of the invention is to increase the methane yield of a coal seam by controlled firing of artificial reservoirs, which differ from the known technical solutions with increased drainage ability.
Поставленная цель достигается тем, что в известном способе дегазации угольного пласта, заключающемся в бурении с поверхности на пласт направленных и вертикальных скважин, соединении их методом гидроразрыва, розжиге угля в одной из скважин, противоточном перемещении очага горения по искусственному коллектору в пласте, и наконец извлечении из термически проработанного коллектора повышенных дебитов воды и метана, противоточное перемещение очага горения по искусственному коллектору осуществляют только на воздушном дутье и его расходе от 500 до 1600 м3/ч. При этом контроль за местоположением очага горения в ходе его перемещения вдоль бурового канала или щели гидроразрыва осуществляют по зависимости
L=Wt,
где L - длина термически проработанной части коллектора, м;
t - продолжительность термической проработки коллектора, ч;
W - скорость противоточного перемещения очага горения, м/ч (определяется по кривой зависимости скорости противоточного перемещения очага горения от расхода воздушного дутья - фиг.2). Кроме того регулируют степень выгазования угля вдоль термически прорабатываемой части коллектора, т.е. величину его поперечного сечения, путем выбора расхода воздушного дутья по восходящей или нисходящей ветвям зависимости скорости противоточного перемещения очага горения от расхода воздушного дутья.This goal is achieved by the fact that in the known method of degassing a coal seam, which consists in drilling directional and vertical wells from the surface onto the seam, combining them by hydraulic fracturing, igniting the coal in one of the wells, countercurrent movement of the combustion site along the artificial reservoir in the formation, and finally removing from a thermally worked-out collector of increased flow rates of water and methane, countercurrent movement of the combustion zone through an artificial collector is carried out only on air blast and its
L = Wt
where L is the length of the thermally developed part of the collector, m;
t is the duration of the thermal study of the reservoir, h;
W is the speed of the countercurrent movement of the combustion site, m / h (determined by the curve of the speed of the countercurrent movement of the combustion site on the flow rate of the air blast - figure 2). In addition, the degree of degassing of coal along the thermally worked part of the collector, i.e. the value of its cross section, by selecting the flow rate of the air blast along the ascending or descending branches of the dependence of the speed of the countercurrent movement of the combustion site on the flow rate of the air blast.
Сопоставительный анализ заявленного решения с прототипом показывает, что заявляемый способ отличается тем, что огневую проработку коллектора осуществляют на воздушном дутье с расходом от 500 до 1600 м3/ч. При этом контролируют местоположение перемещающегося вдоль коллектора очага горения, а также регулируют величину поперечного сечения термически прорабатываемой части коллектора путем выбора расхода воздушного дутья в пределах упомянутых его оптимальных величин. Все эти отличия соответствуют критерию "новизна" для заявляемого изобретения.A comparative analysis of the claimed solution with the prototype shows that the inventive method is characterized in that the firing study of the collector is carried out on air blast with a flow rate of from 500 to 1600 m 3 / h. At the same time, the location of the burning center moving along the collector is controlled, and the cross-sectional value of the thermally worked part of the collector is controlled by selecting the flow rate of air blasting within its optimal values. All these differences meet the criterion of "novelty" for the claimed invention.
В известном способе [3] не подчеркивается обязательность применения воздушного дутья для противоточного перемещения очага горения при термической проработке коллектора, а также не оптимизируются его расходы. Кроме того отсутствуют признаки по диагностике местоположения очага горения по длине прорабатываемого канала, а также по регулированию величины поперечного сечения последнего. Это позволяет сделать вывод о соответствии заявляемого способа изобретательскому уровню с критерием "существенные отличия", так как он оптимизирует расходные и качественные параметры нагнетаемого на термическую проработку дутья, а также позволяет диагностировать процесс перемещения очага горения и регулировать сечение образующегося после этого проработанного канала (коллектора). Все это обеспечивает надежную возможность создания коллектора, отличающегося повышенной дренирующей способностью, а следовательно, высокую метаноотдачу угольного пласта. In the known method [3], the mandatory use of air blasting for countercurrent movement of the combustion site during thermal study of the collector is not emphasized, and its costs are not optimized. In addition, there are no signs on the diagnosis of the location of the combustion zone along the length of the channel being worked out, as well as on the regulation of the cross section of the latter. This allows us to conclude that the inventive method meets the inventive step with the criterion of "significant differences", as it optimizes the flow rate and quality parameters of the blast being injected into the heat treatment, and also allows you to diagnose the process of moving the combustion zone and adjust the cross section of the channel (collector) formed after this . All this provides a reliable opportunity to create a reservoir, characterized by increased drainage ability, and therefore, high methane emission of the coal seam.
На фиг. 1 представлены принципиальные схемы модуля, состоящего из двух скважин после бурения (а) и гидроразрыва угольного пласта (б). Схематично показан процесс перемещения очага горения вдоль коллектора. In FIG. 1 is a schematic diagram of a module consisting of two wells after drilling (a) and fracturing a coal seam (b). Schematically shows the process of moving the combustion zone along the collector.
На фиг. 2 показана экспериментальная зависимость скорости перемещения очага горения от расхода воздушного дутья - W=f(V). In FIG. Figure 2 shows the experimental dependence of the speed of movement of the combustion zone on the flow rate of air blast - W = f (V).
Предлагаемый способ увеличения метаноотдачи угольного пласта реализуется следующим образом. The proposed method for increasing methane recovery of a coal seam is implemented as follows.
На угольный пласт, подлежащий деметанизации, бурят с поверхности либо вертикально-горизонтальную и вертикальную скважины (фиг.1,а), либо две вертикальные скважины (фиг. 1,б). В первом случае искусственный коллектор 3 в угольном пласте представляет собой необсаженный горизонтальный буровой канал, во втором - щель гидроразрыва. После розжига угольного пласта на забое скважин 2 воздушное дутье подается в скважины 1. Начинается перемещение очага горения навстречу нагнетаемому воздушному дутью, оставляя за ним термически проработанный и расширенный канал 4. On the coal seam to be demethanized, either vertical-horizontal and vertical wells are drilled from the surface (Fig. 1, a), or two vertical wells (Fig. 1, b). In the first case, the artificial reservoir 3 in the coal seam is an uncased horizontal drilling channel, in the second - the fracture gap. After firing up the coal seam at the bottom of the wells 2, air blast is supplied to the wells 1. The combustion zone begins to move towards the pumped air blast, leaving behind a thermally developed and expanded channel 4.
Нагнетаемое в скважины 1 дутье обязательно должно быть воздушным, т.к. при его обогащении кислородом (СO2 >25-30%) очаг горения проскакивает навстречу такому дутью по летучим угля без образования сколько-нибудь заметного канала. При этом на фиг.2 приведена экспериментальная зависимость скорости перемещения очага горения (W) от расхода воздушного дутья (V).The blast injected into the wells 1 must be air, because when it is enriched with oxygen (СО 2 > 25-30%), the burning center slopes toward such a blast along the volatiles of coal without forming any noticeable channel. At the same time, Fig. 2 shows the experimental dependence of the speed of movement of the combustion zone (W) on the flow rate of air blast (V).
Кривая зависимости W= f(V) носит экстремальный характер и построена по экспериментальным точкам. При расходе воздушного дутья менее 250 м3/ч очаг горения не перемещался навстречу ему - видимо тепла, выделяющегося при горении угля в воспламененной его зоне, не хватает для прогрева впереди лежащего угля до температуры его воспламенения. После увеличения расхода более 400-500 м3/ч начинается заметное противоточное перемещение очага горения (W>0,1-0,2 м/ч). Далее вплоть до расхода воздуха 1000-1200 м3/ч наблюдается активный рост скорости перемещения очага горения до 2,0 м/ч.The dependence curve W = f (V) is extremal and constructed from experimental points. When the air blast flow rate was less than 250 m 3 / h, the burning center did not move towards it - apparently, the heat generated during the combustion of coal in its ignited zone is not enough to warm the coal lying in front to its ignition temperature. After an increase in the flow rate of more than 400-500 m 3 / h, a noticeable countercurrent movement of the combustion site begins (W> 0.1-0.2 m / h). Further, up to an air flow rate of 1000-1200 m 3 / h, there is an active increase in the speed of movement of the combustion site to 2.0 m / h.
После увеличения расхода воздуха свыше 1200-1300 м3/ч начинается достаточно интенсивное снижение скорости перемещения очага горения. Причиной этого является изменение теплового баланса в зоне переднего фронта очага горения в сторону возрастания доли выделяющегося тепла, уносимой с уходящими продуктами сгорания. После достижения расхода воздуха более 1600 м3/ч перемещение очага горения навстречу нагнетаемому дутью практически прекращается - велик унос тепла из воспламененной зоны очага горения.After increasing the air flow over 1200-1300 m 3 / h, a rather intensive decrease in the speed of movement of the burning center begins. The reason for this is a change in the heat balance in the zone of the leading front of the combustion zone in the direction of increasing the proportion of heat generated carried away with the exhaust products of combustion. After reaching an air flow rate of more than 1600 m 3 / h, the movement of the combustion chamber towards the blown air practically ceases - heat transfer from the ignited zone of the combustion zone is large.
С учетом изложенного заявляемым изобретением рекомендуется поддерживать расход воздуха в пределах 500-1600 м3/ч.In view of the stated by the claimed invention, it is recommended to maintain an air flow rate in the range of 500-1600 m 3 / h.
В процессе нагнетания воздушного дутья контролируется местоположение очага горения (расстояние от скважины - стока 2-1) вдоль коллектора 3 на фиг.1 согласно зависимости L = Wt, где t - время нагнетания воздушного дутья в скважину 1. Например, при продолжительности нагнетания 1000 м3/ч воздушного дутья в течение 24 ч протяженность термически проработанной части коллектора: L = Wt = 2м/ч•24 ч = 48 м. Величина W определяется по восходящей ветви кривой W = f(V) на фиг.2.In the process of injection of air blast, the location of the combustion site (distance from the well - runoff 2-1) along the collector 3 in Fig. 1 is monitored according to the dependence L = Wt, where t is the time of injection of air blast into the well 1. For example, when the injection time is 1000 m 3 / h of air blast for 24 hours, the length of the thermally developed part of the collector: L = Wt = 2m / h • 24 hours = 48 m. The value of W is determined from the ascending branch of the curve W = f (V) in FIG.
Согласно заявляемому способу, кроме того/ представляется возможным воздействовать на сечение термически проработанного канала. Так, в соответствии с экспериментальной кривой W=f(V) на фиг.2 скорость перемещения очага горения, равная, например, 1,6 м/ч, может быть достигнута при 750-800 м3/ч и при 1400-1500 м3/ч. Во втором случае объем выгазования угля в проработанной части канала будет примерно в 2 раза больше, чем при расходе 750-800 м3/ч.According to the claimed method, in addition / it seems possible to influence the cross section of a thermally developed channel. So, in accordance with the experimental curve W = f (V) in FIG. 2, the speed of movement of the combustion zone, equal to, for example, 1.6 m / h, can be achieved at 750-800 m 3 / h and at 1400-1500 m 3 / h In the second case, the amount of coal degassing in the worked out part of the channel will be approximately 2 times greater than at a flow rate of 750-800 m 3 / h.
Таким образом, заявляемый способ позволяет получить термически проработанный коллектор гораздо большего сечения по сравнению с первоначальным искусственным коллектором (буровой канал или узкая щель гидроразрыва по угольному пласту). При этом многочисленные трещины, распространяемые по нормали к каналу в результате прогрева угольного пласта, превращают созданный коллектор в дрену повышенного дебита первоначально воды, а затем и метана. Thus, the inventive method allows to obtain a thermally designed reservoir of much larger cross section compared to the original artificial reservoir (drilling channel or narrow fracture gap in a coal seam). At the same time, numerous cracks propagating along the normal to the channel as a result of heating the coal seam turn the created reservoir into a drain of increased flow rate of initially water, and then methane.
Основные элементы предлагаемой технологии интенсифицированного извлечения угольного метана апробированы в Кузбассе на Южно-Абинской станции "Подземгаз", а также в стендовых условиях. The main elements of the proposed technology for intensified coal methane extraction have been tested in Kuzbass at the South Abinsk Podzemgaz station, as well as in bench conditions.
Заявляемый способ может быть использован также при термической добыче других углеводородных топлив (нефть, битумы, газовый конденсат). The inventive method can also be used in the thermal production of other hydrocarbon fuels (oil, bitumen, gas condensate).
Планируется реализация заявляемого изобретения при добыче угольного метана в Южном Кузбассе со скважинным его дебитом 3000-4000 м3/ч. Это позволит газифицировать регион и за счет замены угля метаном существенно улучшит экологическую ситуацию.It is planned to implement the claimed invention in the production of coal methane in South Kuzbass with a borehole flow rate of 3000-4000 m 3 / h. This will allow gasification of the region and by replacing coal with methane will significantly improve the environmental situation.
Экономическая эффективность такого комплекса достаточно высока и срок окупаемости капитальных затрат на добычу угольного метана (экспортно оценивается в 400-500 млн.дол.) оценивается в 3-3,5 года. The economic efficiency of such a complex is quite high and the payback period of capital costs for the extraction of coal methane (exported at 400-500 million dollars) is estimated at 3-3.5 years.
Источники информации
1. Руководство по дегазации угольных шахт. М., 1990, с.186.Sources of information
1. Guidelines for the degassing of coal mines. M., 1990, p.186.
2. Ярунин С. А., Лукаш А.С., Кокарев В.В. Опыт проведения гидродинамического воздействия на углепородный массив через скважину с горизонтальным окончанием ствола. М., Уголь, 1990, 6, с.18-20. 2. Yarunin S. A., Lukash A. S., Kokarev V.V. Experience in conducting hydrodynamic effects on a coal-bearing massif through a well with a horizontal end of the trunk. M., Coal, 1990, 6, p. 18-20.
3. Патент 2054557, E 21 F 7/00, 1996. 3. Patent 2054557, E 21 F 7/00, 1996.
Claims (3)
L= Wt,
где L - длина термически проработанной части коллектора, м;
t - продолжительность термической проработки коллектора, ч;
W - скорость противоточного перемещения очага горения м/ч, определяемая по кривой зависимости скорости противоточного перемещения очага горения от расхода воздушного дутья.2. A method of increasing the methane yield of a coal seam according to claim 1, characterized in that the location of the combustion zone during its movement along the artificial collector is controlled according to
L = Wt
where L is the length of the thermally developed part of the collector, m;
t is the duration of the thermal study of the collector, h;
W is the speed of the countercurrent movement of the combustion site m / h, determined by the curve of the dependence of the speed of the countercurrent movement of the combustion site on the flow rate of air blast.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2001124655A RU2209984C2 (en) | 2001-09-06 | 2001-09-06 | Method of increase of methane recovery from coal seam |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2001124655A RU2209984C2 (en) | 2001-09-06 | 2001-09-06 | Method of increase of methane recovery from coal seam |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2001124655A RU2001124655A (en) | 2003-07-20 |
| RU2209984C2 true RU2209984C2 (en) | 2003-08-10 |
Family
ID=29245801
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2001124655A RU2209984C2 (en) | 2001-09-06 | 2001-09-06 | Method of increase of methane recovery from coal seam |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2209984C2 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN103195466A (en) * | 2013-03-30 | 2013-07-10 | 重庆大学 | Directional water pressure blasting method for improving coal bed gas permeability |
-
2001
- 2001-09-06 RU RU2001124655A patent/RU2209984C2/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Руководство по дегазации угольных шахт. - М.: 1990, с.186. ЯРУНИН С.А. и др. Опыт проведения гидродинамического воздействия на углеводородный массив через скважину с горизонтальным окончанием ствола. - Уголь. - М., 1990, № 6, с.18-20. * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN103195466A (en) * | 2013-03-30 | 2013-07-10 | 重庆大学 | Directional water pressure blasting method for improving coal bed gas permeability |
| CN103195466B (en) * | 2013-03-30 | 2015-08-19 | 重庆大学 | A kind of directed hydraulic pressure demolition improves the method for gas permeability of coal seam |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US3516495A (en) | Recovery of shale oil | |
| US4444258A (en) | In situ recovery of oil from oil shale | |
| US3586377A (en) | Method of retorting oil shale in situ | |
| CN101832149B (en) | Method for extracting coal seam gas by underground heat injection | |
| US4185692A (en) | Underground linkage of wells for production of coal in situ | |
| US3454958A (en) | Producing oil from nuclear-produced chimneys in oil shale | |
| US3987851A (en) | Serially burning and pyrolyzing to produce shale oil from a subterranean oil shale | |
| US20150247385A1 (en) | Method for joint-mining of coalbed gas and coal | |
| RU2307244C1 (en) | Method for underground coal seam series gasification | |
| CN101418679A (en) | Method for pumping coalbed gas by heating coal bed | |
| US5255740A (en) | Secondary recovery process | |
| RU2441980C2 (en) | Underground coal gasification technique | |
| US4010801A (en) | Method of and apparatus for in situ gasification of coal and the capture of resultant generated heat | |
| US3734180A (en) | In-situ gasification of coal utilizing nonhypersensitive explosives | |
| WO2018225052A1 (en) | Method for energy recovery through combustion in-situ of solid fuel | |
| SU919598A3 (en) | Method for underground distillation of oil-bearing shale | |
| RU2209984C2 (en) | Method of increase of methane recovery from coal seam | |
| NO162091C (en) | PROCEDURE AND PLANT FOR THE EXTRACTION OF OIL BY BURNING IN SITU FROM A SEDIMENTARY FORM. | |
| US3987852A (en) | Method of and apparatus for in situ gasification of coal and the capture of resultant generated heat | |
| US4072350A (en) | Multi-stage method of operating an in situ oil shale retort | |
| RU2382879C1 (en) | Underground gasification method | |
| RU2388790C1 (en) | Thermal processing method of deep-lying slate coals | |
| RU2378506C2 (en) | Method of underground gasification of flat and inclined coal benches | |
| RU2251000C1 (en) | Method for complex extraction of coal bed | |
| RU2522785C1 (en) | Underground gasification of brown coal fin and mid-thickness seams |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PC41 | Official registration of the transfer of exclusive right |
Effective date: 20070609 |