突出煤层群开采卸压规律及瓦斯抽采技术

针对沙曲矿2号煤层近距离高瓦斯煤层群开采时瓦斯涌出量大的问题,通过理论计算及数值模拟分析了顶底板煤岩破坏卸压规律,结合工程经验通过采用顶板高位钻孔布置在工作面上方22.5m裂隙带内,以控制2号煤层及采空区瓦斯,而底板定向长距离钻孔布置在距离2号煤层底板15 m范围内,以控制下伏煤层瓦斯;形成了立体瓦斯抽采模式来强化瓦斯抽采,消除了本煤层及下伏煤层的突出危险性。     

近距离煤层群叠加开采采动应力-裂隙动态演化特征实验研究

围岩应力、裂隙分布特征是影响突出危险煤层瓦斯抽采效果的重要因素,为优化突出危险煤层群瓦斯预抽方案,以沙曲煤矿近距离煤层群开采为背景,采用相似模拟实验研究了保护层与被保护层双重采动影响下围岩应力-裂隙分布与演化特征。结果表明：3+4号煤初采时,叠加采动的影响下,顶底板卸压程度较一次采动影响时高,但高卸压程度阶段持续长度减少,约105 m,底板最大应力降低值可达12 MPa,是保护层开采时最大应力降低值的1.5倍;进入正常推进阶段,仅距采空区两侧煤壁一定范围L内仍保持较高裂隙发育和应力降低程度,且较保护层开采时L值减小,20~30 m,采空区中部覆岩裂隙再次闭合,围岩应力出现恢复现象;工作面推进距离一定条件下,双重采动影响下顶底板卸压程度及裂隙发育程度较一次采动影响下明显升高;被保护层开采时,3+4号煤同2号煤之间岩层破碎程度最高,裂隙最为发育,覆岩裂隙发育程度随工作面推进距离增加而升高,由于形成稳定顶板结构的随机性,覆岩裂隙频数程台阶式增长。最后将研究结果应用于沙曲煤矿高瓦斯煤层群开采时瓦斯抽采钻孔的布置设计,取得较好的抽采效果。     

近距离高瓦斯煤层群底抽巷煤与瓦斯共采实践

针对近距离煤层群高瓦斯工作面的地质及回采条件,建立采场底板卸压数值分析模型,选取膨胀量和卸压系数两个指标分析了底板煤岩层运移和应力变化特征,指出作用于底板煤岩层应力的急剧增大与减小导致出现卸压膨胀现象,随工作面推进范围扩大,最终膨胀量和卸压系数大小分布呈现马鞍型。为减少底板煤岩体内卸压瓦斯涌入工作面,采用底抽巷治理瓦斯的方案,提出了底抽巷的布置原则。工程试验中,底抽巷顺层钻孔抽采瓦斯纯量及浓度逐渐稳定在最高值7 m~3/min和50%,工作面回风流及尾巷风流瓦斯浓度稳定在0.55%及0.6%以下,实现了煤与瓦斯共采。     

火成岩侵入近距离突出煤层群保护层开采瓦斯治理

火成岩侵入近距离突出煤层群造成煤层群开采瓦斯治理困难,在工作面回采期间,采用底抽巷穿层钻孔、顺层钻孔卸压抽采、地面抽采井及采空区埋管抽采等方法治理瓦斯,实现矿井安全、高效、规模化开采,并形成火成岩侵入近距离突出煤层群瓦斯立体防治技术体系。     

近距离突出危险煤层群上保护层开采可行性分析

为解决沙曲煤矿近距离突出危险煤层群开采瓦斯防治的难题,基于理论法分析、数值模拟及现场实测方法,分析22201工作面作为保护层开采的可行性.结果表明:2号煤层作为保护层开采,采动影响下底板破坏深度可达26 ～ 28 m,大于3+4号和5号煤层同2号煤层之间的最大垂直距离,两层煤均处于上煤层开采保护范围内;3+4号、5号煤层垂直应力最小可分别降至0.5、1.0 MPa,并表现出较高的瓦斯卸压程度.2号煤层开采时,有效抽采范围内被保护煤层渗透率明显升高,最大值可达5.2×10-3μm2;最后对2号煤层回采过程中,底板穿层抽采钻孔中的瓦斯浓度进行了实测,结果表明瓦斯体积分数最大值可达80％,抽采效果良好.     

煤层群双重卸压开采覆岩移动及裂隙动态演化的实验研究

近距离煤层群双重卸压开采时,顶底板煤岩层反复破坏,形成了不同于单层煤层开采的裂隙通道,对瓦斯抽采造成了较大影响。采用相似材料模拟实验研究了单层开采和双重卸压开采覆岩位移、裂隙及应力分布与演化规律。研究表明：在双重卸压开采作用下,一些覆岩裂隙经历了生成、扩展、压实、张拉、再压实等复杂的过程;覆岩中形成了裂隙趋于闭合的“压实区”和裂隙趋于张开的“裂隙区”,这些裂隙形成了立体交错的瓦斯运移通道,并随双重卸压开采工作面推进而变化。提出了近距离煤层群重复卸压开采瓦斯立体抽采模式,实现上覆煤岩层和下伏煤岩层裂隙通道瓦斯的全面抽采,并在贵州盘江精煤股份有限公司金佳煤矿成功应用。     

王家岭煤矿综放工作面上覆岩层运动规律及卸压区瓦斯抽采试验研究

为实现低瓦斯高涌出矿井综放工作面安全高效开采,以王家岭煤矿为背景,结合物理相似模拟实验、UDEC数值模拟和微震监测,系统分析了王家岭煤矿综放工作面上覆岩层运动规律,在此基础上,开展了现场卸压区瓦斯抽采试验。研究结果表明：随工作面推进,煤层顶板上覆岩层垮落高度距煤层底板距离增大,离层裂隙距顶板距离增大,空洞高度减小;采空区两侧瓦斯运移通道的裂隙多于压实区的裂隙。初次来压前,采空区垂直应力随工作面的推进而降低;初次来压后,采空区垂直应力随工作面的推进而增大。在进、回风巷顶板,煤层、采空区顶底板共发生2 572个微震事件,工作面前方50 m范围内应力集中较大,应注意超前支护防范。12301工作面周期来压步距20～26 m,采动裂缝带高度90～110 m,周期来压4～6次。现场卸压区瓦斯抽采试验中,合理层位工作面瓦斯抽采量是其他层位工作面瓦斯抽采量的1.5倍,且工作面上隅角和回风流瓦斯浓度均小于0.8%,瓦斯治理效果显著。     

近距离煤层群采动卸压规律及瓦斯抽采技术

近距离高瓦斯煤层群开采时,受采动卸压作用工作面上部煤层瓦斯及底板下部煤层瓦斯均会对工作面造成影响导致瓦斯超限,需同时治理。针对杏花煤矿28#煤层右二工作面近距离高瓦斯煤层群开采时瓦斯涌出量大的问题,通过理论计算及数值模拟分析了顶底板煤岩破坏卸压规律为抽采工程设计提供了依据,结合工程经验采用了高位钻场、低位钻场及高抽巷相结合的立体化抽采措施控制本煤层及邻近层瓦斯,并取得了良好的应用效果。     

复杂特困条件下煤层群瓦斯抽放技术研究

应用数值模拟、相似材料试验、工业性试验等方法，研究了采场顶底板煤岩层移动及裂隙发育特征与瓦斯流动的关系，以及与之配套的瓦斯抽放方法与关键参数。确立了开采煤层顶板瓦斯抽放技术、开采远距离煤层上向卸压瓦斯抽放技术、开采近距离煤层下向多重卸压瓦斯抽放技术等适合复杂特困条件下煤层群开采的瓦斯抽放技术，全面考察了现场应用效果。     

近距离保护层采场瓦斯抽采技术

为了解决淮南矿业集团新庄孜煤矿62114保护层采场瓦斯问题,提出了Y型通风条件下近距离保护层采场瓦斯抽采新思路。在62114保护层采场实施了煤层底板运输巷上行网格式穿层钻孔抽采下被保护层卸压瓦斯技术;同时在62114保护层工作面回风巷(沿空留巷)实施了上行穿层钻孔抽采采空区顶板岩层间瓦斯,下行穿层钻孔抽采采空区底板岩层间瓦斯;并且对62114保护层工作面采空区瓦斯进行埋管预抽,配合高抽巷对采空区瓦斯进行抽采。现场应用表明:Y型通风条件下近距离保护层采场瓦斯抽采成功解决了62114保护层采场瓦斯问题,实现了煤与瓦斯共采。     

近距离煤层蹬空开采围岩应力及裂隙演化规律

针对蹬空状态下煤层底板岩层完整性与承载力影响制约工作面安全高效开采的问题.以草垛沟矿8201综采工作面为研究背景,通过对8-2煤层下伏11煤巷柱式采空区顶板岩层结构与受载进行分析,建立基于弹性地基假定的顶板-煤柱系统力学模型,推导并解析了顶板岩梁弯曲下沉挠度函数;将工作面底板视为半无限平面体,建立工作面走向不同区段静载...     

采动影响下底板瓦斯抽放巷稳定性研究

针对某矿底板瓦斯抽放巷受上部煤层采动影响破坏严重的现象,采用UDEC数值模拟对9#煤层开采过程中底板瓦斯抽放巷的稳定性进行分析,研究了采动影响下支承应力在煤层底板中的传播规律、底抽巷应力场、塑性区分布和围岩位移变化情况。通过采用锚杆锚索联合支护的方式,顶底板和两帮位移量明显减小,取得了较好的支护效果,保证了采动后底抽巷的抽采效果。     

近距离突出煤层群上保护层开采瓦斯治理技术

结合青东煤矿上保护层开采条件,采用FLAC3D软件模拟了上保护层开采底板卸压规律。研究结果表明:被保护煤层卸压瓦斯涌出率为30.0%～36.5%;上保护层开采后被保护煤层原始地应力由10.5～10.8 MPa降低为1.0～1.5 MPa;被保护煤层初始卸压位置为工作面回采至40～50m。根据研究结果制定了顶板岩巷穿层钻孔、顺层预抽、顶板高抽巷、上隅角埋管及上保护层回风巷下向穿层增裂钻孔的立体瓦斯治理技术。工程应用表明,卸压瓦斯占工作面瓦斯涌出总量的86.8%,被保护煤层瓦斯涌出率为30.4%,被保护煤层初始卸压位置为工作面回采至40 m位置。     

近距离煤层群切顶留巷覆岩应力及变形响应研究

为了深入了解近距离煤层群切顶留巷上覆岩层应力及变形演化规律,以白皎煤矿B4煤层、B3煤层、B2煤层切顶成巷巷道2442、2443及2444运输平巷为研究对象,开展了3层煤回采巷道开挖物理试验研究,结果表明:①上煤层巷道切顶后,顶板卸压;煤层开挖后,采空区顶板垮落并支撑巷道顶板,顶板增压;煤层继续开挖,覆岩断裂,顶板卸压...     

急倾斜煤层开采与开拓巷硐群扰动效应数值模拟分析

针对王家山煤矿急倾斜煤层开采与开拓巷硐群工程越界对地方煤矿安全开采问题,建立了急倾斜煤层开采与开拓巷硐群数值计算模型,分析了覆岩移动变形与应力演化规律。研究结果表明：急倾斜煤层开采,采空区上方煤层先破坏、垮落,顶板沿层理面法向发生弯曲、离层,采空区上部煤体先垮落,呈拱形结构,抑制了上覆煤岩体向采空区的垮落和移动;工作面采高5.2m,顶板发生垮落,底板也会发生滑移,顶板一侧的沉陷大于底板一侧的,在底板一侧出现断崖式现象,但垮落带发育高度小于工作面距井田边界的距离;巷硐群最大位移均发生在泥岩、煤层等软弱岩层以及断层破碎带区域,其扰动效应增加;在软弱岩层时巷道最大影响圈边界增加,影响边界贯通,但最大裂隙带高度为11.5m,裂隙带上脚未发育至井田边界标高。因此,工作面开采与开拓巷硐群对地方煤矿开采没有影响。     

软弱岩层中近距离采空区煤柱下开采的实践

近距离采空区煤柱下长壁回采将受到上煤层采空区遗留煤柱和本煤层工作面动压的共同影响。针对乌鲁木齐某矿9#煤层顶底板为软岩的特点,在分析围岩破坏机理后,提出了梁、索协同支护+顶底角注浆锚杆加固＋帮部锚杆组合支护＋底板锚梁支护及全断面铺网的联合支护方案,即实施巷道“顶底帮整体化”治理,通过在巷道中布置卸压孔,有利于高应力向巷道深部转移,改善围岩与支护结构的应力作用环境。实践证明,采取上述措施有效解决了回采巷道的顶板破坏、煤壁片帮、底板鼓起等问题。在开采过程中采取的降低采高、调斜工作面、工作面加速通过煤柱的方法也使得工作面的生产条件得到了极大的改善,保证了工作面安全开采。     

浅埋近距离煤层开采房式煤柱群动态失稳致灾机制

针对我国西部矿区浅埋近距离煤层房采煤柱下开采时易发生工作面压架、地表台阶塌陷以及矿震灾害的现象，采用物理模拟及数值模拟方法对下煤层工作面采动时上覆房采煤柱群的动态失稳过程及工作面压架机理开展研究。实测统计榆阳区部分矿井本煤层房式开采后，只有当房采煤柱的弹性核区比例大于31%时，房采煤柱才能处于长期稳定。下煤层采后的模拟结果表明:上覆房采煤柱的破坏形式及其失稳次序同其与下煤层工作面相对位置密切相关，房采煤柱依次从工作面开切眼位置、工作面位置、采空区中部位置发生破坏及失稳，且工作面开切眼和工作面位置处煤柱多发生顺向采空区的斜切破坏，而采空区中部煤柱则发生垂向压裂破坏。根据石圪台煤矿数值模拟结果显示，上部2-2煤层房采后煤柱支承应力峰值由原岩应力2.8 MPa增大至12 MPa，应力集中系数为4.28;当下部3-1煤层工作面采后，上覆2-2煤层房采煤柱的支承应力峰值增大至30 MPa，应力集中系数达10.71;下煤层工作面开切眼侧与工作面正上方的房采煤柱呈现垂向不均匀承载特征以及受水平拉伸变形影响，是导致边界处房采煤柱易出现对角斜切破坏模式的主因。两侧边界煤柱失稳后，其顶板岩层瞬间发生整体拉剪破断从而引发矿震，顶板多层岩层以“整体运动”的形式急剧快速下沉并撞击底板，将采空区中部上方的房采煤柱压垮压塌，同时巨大的冲击力进而导致上下煤层间的岩层发生全厚切落，造成下煤层工作面发生切顶压架。实验发现从上覆房采煤柱群首个煤柱发生破坏至整体失稳运动并达到稳定，历时仅约为0.45 s，其中，上下煤层之间的岩层发生全厚切落历时仅约为0.05 s。     

底板岩巷穿层钻孔一孔多用瓦斯抽采时效性研究

为了提高穿层钻孔的利用率,基于煤岩动力学行为下的采动裂隙场和应力场演化规律,提出全生命周期的底板岩巷穿层钻孔一孔多用瓦斯抽采技术,即按先后顺序实现采前预抽、边采边抽以及采空区瓦斯抽采功能。以古汉山矿1604综采工作面为例,进行现场试验。结果表明:一孔多用试验钻孔的抽采效果具有明显的时变特性,为定性定量分析试验钻孔的抽采时效性规律,根据抽采纯量变化将抽采全生命周期划分为初始预抽增流期、高效预抽期、预抽快速衰减期、高效卸压增流期、低流枯竭期、采后纯量回升期和采后衰减低流期7个阶段;高效预抽期是全生命抽采周期中最关键的阶段,其次为高效卸压增流阶段,平均瓦斯抽采纯量可达到在预抽高效期钻孔平均瓦斯抽采纯量的61.4%;确定前方距离工作面70 m至后方距离工作面40 m范围内为穿层钻孔受采动卸压影响区,工作面超前35~40 m,抽采浓度和纯量最大;在边采边抽阶段,距离采面前方20~70 m的试验钻孔平均抽采纯量比卸压前提高5倍;古汉山矿底板岩巷穿层钻孔采前预抽合理抽采天数为260 d,边采边抽有效抽采期为46 d,采空区瓦斯抽采有效抽采期为26 d。通过一孔多用的底板岩巷穿层钻孔瓦斯抽采实现了预抽达标和降低工作面瓦斯涌出的目标,具有良好的推广应用价值。     

采空区下近距离特厚煤层回采巷道失稳机理及其控制

采空区下近距离煤层开采时,下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层相邻工作面动压的影响,针对孙家沟煤矿特厚煤层放顶煤工作面13311回风巷严重的冒顶、两帮内挤和底臌等变形破坏现象,采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法,探讨了回采巷道失稳机理及主要影响因素。研究表明,13311回风巷变形失稳主要影响因素为迎邻近工作面回采动压掘进、巷道布置方式和巷道支护参数不合理。与上层煤回采巷道垂直布置、巷道支护强度低且迎采动掘进时,下层煤回采巷道容易失稳。为改善13313回风巷围岩稳定性,有效控制巷道变形,根据试验巷道围岩物理力学性质及受力特征,研究提出了有针对性的解决方案:首先改进巷道布置方式,将下煤层回采巷道布置在采空区下,且应距离上煤层采空区遗留煤柱不小于20 m;其次增大护巷煤柱宽度,把区段护巷煤柱宽度增加到20 m以上,减少迎采动掘进动压的影响;最后,采用高预应力全锚索加强支护,提高锚杆锚固段的整体性及其承载能力。据此,在13313回风巷进行了工业性试验并进行了巷道矿压观测,结果表明:经受相邻13311工作面回采动压影响后,区段煤柱整体完整,具有良好的承载性能;锚索受力达到了250～300 kN,约为其破断力的50%,锚索受力增长平稳,较好地控制了巷道离层和围岩变形;13313回风巷顶底板移近量为400 mm左右,两帮移近量为300 mm左右,巷道围岩变形量得到了有效控制,保证了巷道的整体稳定性,取得了良好的支护效果。但是,采用该种巷道布置方式,下层13号煤层13313工作面回采时,因工作面上方11号煤层区段煤柱集中应力的影响,对其顶板和煤壁管理提出了更高的要求,需引起高度重视。     

采空侧巷道围岩应力分析与控制技术研究

常村煤矿S6-1皮顺为深部采空侧大变形巷道,亟需一种新的科学支护方式提高巷道围岩稳定性。通过分析煤层工作面工程地质条件,确定了包含煤层、顶板、底板的四种岩性试样进行物理力学试验,将试验结果赋值到UDEC模拟软件中模拟工程现场煤柱应力分布和巷道变形规律。结合现场情况和模拟结果,设计不同的切顶卸压方案并进行数值模拟对比。模拟结果表明,在垂直顶板方向切顶时,切顶高度26.1m、33.6 m、44.0 m和61.0 m分别对应煤柱峰值支承应力28.5 MPa、24.8 MPa、23.1 MPa和25.0MPa;切顶角度10°、20°、30°和40°分别对应煤柱峰值支承应力24.26MPa、24.03MPa、23.26MPa和24.42MPa。结合现场地质条件和施工条件,最终确定切顶高度为44.0m、切顶角度为30°为最优方案。现场试验结果表明,切顶卸压配合补强支护方案效果显著,有效减小了保护煤柱支承应力和巷道变形。